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采煤机截割过程中，是滚筒以一定的转速n，同时又以一定的牵引速度V2沿工作面移动，切削厚度呈月牙规律变化，如果滚筒一条截线上安装的截齿数为m，则截齿最大的切削厚度hmax在月牙中部，可用下式求出。
100V02 hmax? mm
m?n上式中，m为叶片上每条截线的截齿数，一般取3，n根据上面的计算取35r/min。一般来说，hmax应小于截齿伸出齿座长度的70％，根据国产采煤机的实际情况，取45mm。
m?n?hmax 则：V2? m/min
1000 式中：hmax——截齿在齿座上伸出长度的70％，取45mm。
?m?n?hmax3?35?45??4.725(m/min ) 则：V2?10001000综上所述，采煤机的牵引速度取V=4.7m/min
2.1.6采煤机小时生产能力计算
工作面按年产3.0Mt，每年按330d计算，工作方式为“四六制”，即三班出煤，一班检修，工作面长度按175m计算，要求采煤机平均落煤能力为：
60?Qr??L?2Ls?Lm? Qm?Qr1440?K?L?C?3Td?
B?H??
式中： Qm——采煤机平均落煤能力，t/h；
Qr——采煤机平均日产量，2121.2 t/d；
L——工作面长度，175m；
Ls——输送机弯曲段长度，20m；
Lm——采煤机两滚筒中心距，12.81m；
?——煤层实体煤容重，1.35t/m3； C——工作面回采率，93%； Td——采煤机返向时间，1min； B——采煤机截深，0.8m； H——平均采高，3.5m；
K——采煤机平均日开机率，0.45。 带入参数计算得采煤机平均落煤能力为：
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Qm?60?2121.2??175?2?20?12.81??279.4t/h
2121.21440?0.45?175?0.93?3?1.0?0.8?3.5?1.352.1.7采煤机平均割煤速度
工作面是否达到预定的产量，主要取决于采煤机的切割速度。
279.4Qm??1.23m/min VC?
60?B?H??60?0.8?3.5?1.352.1.8采煤机最大割煤速度和最大生产能力
采煤机最大割煤速度：
Vmax?Kc?Vc 采煤机最大生产能力：
Qmax?Kc?Qm 式中：
Vmax——采煤机最大割煤速度，m/min；
Qx ma——采煤机最大落煤量，t/h；
Kc——采煤机割煤不均衡系数，取1.45。 Vmax＝1.45×1.23＝1.78 m/min Qmax＝1.45×279.4＝405.3t/h 2.1.9采煤机截割功率
按采煤机单位能耗计算采煤机的截割功率为：
N?60Kb?B?H?Vmax?Hw
式中： N——采煤机截割功率，kW；
Kb——备用系数，取Kb=1.25； Hw——采煤机割煤单位能耗，
Hw=0.55～ 0.85kWh/m3，取Hw=0.75kWh/m3,则工作面采煤机截割功率为：
N=60×1.25×0.8×3.5×1.78×0.7=261.7kW 根据以上计算初步选取型号为MG450/1040-WD的采煤机。 主要参数如下：
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MG450/1040-WD采煤机主要参数列表
采高(m) 机面高度(mm) 截深(mm) 牵引速度(m/min) 2.1～4.8 526 800 0～8.69 摇臂长度(mm) 滚筒直径(m) 牵引力(KN) 装机功率(KW) 2890 2.0 748 1040 1. 理论生产率：
Q?60?H?B?Vq???60?3.5?0.8?8.69?1.35?1970.8t/h
t 式中： Qt--理论生产率， t/h
H--工作面平均采高，m
Vq--采煤机截割时的最大牵引速度，m/min
?--煤的实体密度，?=1.3～1.4t/m3，一般取1.35t/m3 2. 技术生产率
Q=Qt?KL=1970.8?0.6=1182.48t/h 式中： Q--技术生产率
KL--与采煤技术的可靠性和完备性的系数，一般取0.6 3. 实际生产率
Qm=Q?K2=1182.48?0.6=709.48t/h
采区综放工作面的实际开采厚度为12.5m，采煤机割煤高度为3.5m，放煤高度为9m，采放比为1:2.57。采取放顶煤工艺，所以符合要求。
2.2 液压支架的选型
2.2.1 工作面支架选型
根据灵露矿的地质概况和给定设计参数，初步选择型号为ZF12000/23/37型四柱支撑掩护式低位放顶煤液压支架。 液压支架的主要参数如下：
高度（m） 中心距（m） 初撑力（KN） 伸缩量（m） 长×宽（m） 2.3～3.7 1.75 10128 1.4 5.24×1.42 工作阻力(KN) 支护强度（MPa） 工作压力（KN） 伸缩比 顶梁长（mm） 12000 1.39 31.5 1.8 4370 第 9 页 共 45 页
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支护强度和工作阻力 根据上覆岩层压力计算：
综采工作面液压支架受力，主要是受上覆可垮落下位岩层(直接顶)的静压力和上位岩层(老顶)来压时的动压力的影响。为安全起见，煤层开采后，可及时垮落的上岩层形成对支架的静压力一般按煤层开采后所需的垮落高度来计算。煤层开采后，上位岩层最大可垮落高度为：
M15.0H1???33.3m
??11.45?1
式中： H1—可及时垮落的上覆岩层厚度(m)；
?—直接垮落后未经压实的碎胀系数，取?=1.45； M—煤层最大采高，M=15m。
1. 支护强度和工作阻力
尽管直接顶和部分老顶能够随采随冒，但是上位岩层的周期性断裂时，仍然对支架有一定的动载荷。支架支护强度可按下式估算：
p?k?H1???1.2?33.3?21.3?851KNm2?0.851MPa 式中： k—老顶来压时动载荷系数，取：k=1.2；
H1—可及时垮落的上覆岩层厚度，取：H1=33.3m；
3
—岩层容重，取：=21.3kN/m。 ?? 2. 确定支架的支护强度之后，即可根据支架的控顶范围和支架的结构型式，确
定支架的工作阻力。
P=n×Lmin ×B×p/(η1×η2) =1.2×5090×1.75×0.851/(0.95×0.95)＝10079kN/架 式中： B—架间距，B＝1.75m；
η1—支护效率，取η1＝0.95；
η2—安全阀波动系数，取η2=0.95；
p—支护强度，0.851MPa； Lmin—最小控顶距，5090mm； n—安全系数，取1.2。
3. 支架的初撑力
支架的初撑力一般应等于或大于工作阻力的90%即： 10079×90%=9071.1KN < 10128KN 4. 支架的调高范围
支架的最大结构高度
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H大=M大+S1 =3.5+0.3
=3.8m H小=M小+S2 =2.4+0.35 =2.75m
式中：S1——伪顶冒落的最大厚度一般取0.2～0.3,取S1=0.3
S2——顶板周期来压的最大下沉量，移架时支架的下降量和顶梁 上、底座下的浮矸、浮煤厚度之和一般取0.25—0.35m，0.35
M大与M小——为最大、最小采高3.2m和1.8m 5. 支架的伸缩量和伸缩比
支架的伸缩量 S=H大－H小 =3.8-2.75
=1.05m < 1.4m 支架的伸缩比 m=H大/H小 =3.8/2.5 =1.38 < 1.8 符合要求 6. 支架数目的计算
n??L A175 1.75 =100（个） 式中: n——支架个数
L——支护长度，m A——中心距，m
根据验算，煤层可选用ZF12000/23/37型四柱支撑掩护式低位放顶煤液压支架
2.2.2 其他液压支架的选型
根据采区工作面情况及和ZF12000/23/37型支架的配套选择，选用端头支架选择为ZTZ30356/20/42型，过渡支架选择为ZFG13000/23/37、ZFG13000/23/40型，超前液压支架选择为ZTC40000/23/42、ZW30400/23/37
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