采矿专业毕业设计Word下载.docx
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现有EBZ-200TY、S200M、EBZ-200A、EBH-300A、EBZ-315H、AHM105等型号综掘机，其中EBH-300A、EBZ-315H、AHM105用于岩巷掘进，其余用于煤巷及半煤岩。
2.2.2施工方式
采用综掘机截割破岩切割方式：
煤巷一般由上帮底部左侧进刀，沿底板从左至右扫地掏槽，至右帮后向上移动截割头，再自右至左螺旋上升截割，接近顶板时，截割头要离开顶板100-300mm，防止截割头破坏顶板。
岩巷一般由巷道拱基线的中部进刀自左至右，再自右至左螺旋向上截割，截割至巷道顶部时，对顶板进行临时支护和一次支护，然后由上而下左右往复截割扫地，至设计底板高度。
2.2.3工艺流程
交接班安全检查→校对中线后画出巷道轮廓线→切割迎头→安全检查→初喷临时支护→出矸→锚网索喷支护→检修综掘机、验收质量→复喷→检查。
交接班安全检查→校对中线后画出巷道轮廓线→洒水、综掘机割煤（岩）→临时支护→（手镐刷帮）永久支护（打注水孔注水）→检修综掘机、皮带机，延转载机，检查。
2.2.4掘进机的选型
掘进机应按煤岩特征、巷道断面大小、煤岩硬度系数等进行选择。
只要巷道断面允许，应以大型掘进机为主，以确保设备可靠运行。
2.3掘锚施工工艺
2.3.1截割操作程序
1）向前行走，掘锚机进入工作位置。
截割开始前，放下尾部液压稳定架。
2）抬起前探梁，抬起截割臂，截割臂将停在设定的顶板位置。
3）掏槽：
自顶板下200-300mm处进刀掏槽。
4）向下截割：
自上而下截割，截割头达到设定的底板位置时，停止向下截割。
5）截割臂退回：
平整和清理底板。
6）停机，重新启动，选择打锚杆模式，打安锚杆。
7）选择行走：
当打锚杆工作完成，按下OK按钮并且放下顶板液压支撑架。
8）向前行走：
确定前铲板已放下并且副板已打开清理底板。
2.3.2支护方式
1）临时支护：
使用MB670掘锚机自配的液压支撑顶棚做临时支护。
迎头割煤后由掘锚机司机将液压支撑顶棚升起，然后依次铺设钢带、钢筋网至迎头，看好中线，找好扭距，缓慢上升使顶棚接实顶板。
2）永久支护：
采用锚网带加锚索作为永久支护，采用锚索加强支护，锚索布置在巷道两排钢带之间的顶板处，使用MB670掘锚机机载液压钻机打设，按照由外向里、先顶后帮的顺序进行，每打完一个锚杆眼及时安装锚杆。
2.3.3装岩方式
利用掘锚机的铲板和副板及卡爪扒矸，利用掘锚机一运溜子和二运皮带出矸。
3掘进设备选型计算
3.1确定掘进机的主要技术参数
3.1.1总体参数
序号
名称
技术参数（标配）
总体
1
外形尺寸（m）
8.87×
2.2×
1.48
2
定位最大可掘高度/宽度（m）
4.03/5.2
3
经济截割岩石单向抗压强度（MPa）
90/70
4
截割卧底深度（mm）
200
地隙（mm）
250
6
适应巷道坡度（
±
7
接地比亚（MPa）
8
整机重量（t）
38.8（不含二运和除尘）
9
总额定功率（kW）
207（不含二运和除尘）
10
机器供电电压（V）
截割部
11
截割电机功率（kW）
132
12
截割头转速（r/min）
44
13
平均单刀力（N）
4950
装运部
14
装载形式
弧形三齿星轮式
15
运输形式
中双链刮板式
16
铲板宽度（m）
2.85
17
星轮转速（r/min）
31
运输机链速（m/s）
0.85
19
装运能力（
204
行走部
20
行走形式
履带式
21
行走速度（m/min）
0~6.3
22
制动形式
圆盘制动器
液压系统
23
系统形式
定量型/开式回路
24
额定压力（MPa）
25
总流量（L/min）
503
26
泵站电机功率（kW）
75
27
油箱有效容积（L）
500
28
锚杆泵站电机功率（kW）
喷雾及冷却系统
29
灭尘形式
内喷雾及加强型外喷雾
30
供水压力（MPa）
3~8
流量（L/min）
100
电控系统
32
电控箱
隔爆兼本质安全型
33
控制箱
34
电气控制
进口专用控制器
3.1.2截割范围
高度：
（mm）5590
宽度：
（mm）7000面积：
（m2）0～39
3.1.3截割部
截割头形式：
纵轴式（电动机驱动）
截割头转数：
（r/min）44
截割功率：
（kW）132
截齿形式：
镐形截齿
截齿数量：
（个）
60
喷雾：
内、外喷雾方式
3.1.4铲板部
装载形式：
装载能力：
（m3/min）
4.0
装载宽度：
（m）2.85
星轮转数：
（r/min）31
铲板卧底量：
（mm）
345
铲板抬起高度：
508
液压马达:
2台
型式：
径向柱塞马达
功率：
（kW）
25×
压力：
（MPa）
25
转速：
（r/min）
流量：
（L/min）
70×
2
3.1.5第一运输机
利用掘锚机的铲板和副板及卡爪扒矸，利用掘锚机一运溜子和二运皮带出矸。
总体长度：
（m）
12.8
总体宽度：
3.8
总体高度：
2.15
总重：
（t）
113.5
总功率：
（kW）
573（含第二运输机11kW）
坡度：
）
±
18
卧底深度：
（mm）28
地隙：
（mm）291
龙
门
高：
360
牵
引
力：
（kN）
≥570
截割硬度：
（MPa）
≤130
理论生产能力：
（m3/h）240
综合噪声：
dB（A）<
95
跑偏量：
≤5％
（r/min）30
（kW）318
五齿星轮（液压马达驱动）
（m）3.8
（r/min）0-32
345
3.1.6行走部
形式:
履带式（液压马达驱动）
履带宽度：
720
制动方式:
弹簧闭锁，停车用片式制动
对地压强:
（MPa）0.177
接地长度：
4318
行走速度（最大）:
（m/min）
6.3
张紧形式:
油缸卡板
液压马达：
2台
轴向柱塞马达
（kW）43.8×
25
（r/min）862
（L/min）
110×
3.1.7液压系统
系统压力：
泵站功率：
75
总流量：
三联泵型式:
三联变量泵1组
排量：
（ml/r）
260/190/60
（r/min）
1480
260泵压力：
190泵压力：
60泵压力：
3
油箱容量：
（L）
1200
换向阀：
液控换向阀
控制压力：
0.5
油冷却器:
5台
翅片式
液压锚杆机接口压力：
12
3.2叙述掘进机截割部，装载部，行走部，运输部的总体结构和传动系统
3.2.1主要用途及适用范围
EBZ132掘进机能实现连续切割、装载、运输作业。
该机适用于煤巷、半煤岩巷以及全岩的巷道掘进，也可在铁路、公路、水力工程等隧道施工中使用。
最大定位截割断面可达39m2，截割硬度不大于130MPa。
要求环境温度为0~40℃，坡度±
18°
。
3.2.2相关标准
引用标准：
MT/T
238.3-2006
悬臂式掘进机
执行标准：
Q/SY31
20233.1-2008
EBZ132悬臂式掘进机
3.2.3截割部
截割部由截割头、截割臂、截割减速机、截割电机组成。
截割头为圆锥台形，截割头最大外径为1212mm，长1200mm，在其圆周分布60把镐形截齿，截割头通过内花键和24个M20的高强度螺栓与截割臂相联。
截割臂位于截割头和截割减速机中间。
截割减速机是两级行星齿轮传动，它和截割臂用24个M24的高强度螺栓相联。
截割电机与截割减速机通过定位销和24个M30的高强度螺栓相联，它与截割电机叉形架用10个M30的高强度螺栓相联。
3.2.4铲板部
铲板部是由铲板本体、侧铲板、铲板驱动装置、从动轮装置等组成。
通过两个液压马达驱动星轮，把截割下来的物料收集到第一运输机内。
铲板部是用两个液压马达驱动星轮实现耙装运动。
铲板由侧铲板、铲板本体组成，用M30高强度螺栓连接，
铲板在油缸作用下可向上抬起508mm，向下卧底345mm
3.2.5第一运输部
第一运输机位于机体中部，是边双链刮板式运输机。
运输机分前溜槽、中溜槽、后溜槽，刮板链组件、张紧装置、驱动装置等组成；
前、中、后溜槽用
M24高强度螺栓联接。
两个液压马达同时驱动链轮，通过ф18×
64矿用圆环链实现运输作业。
3.2.6本体部
本体部位于机体的中部，主要由回转台、回转支撑、本体架、销轴、套、连接螺栓等组成。
各件主要采用焊接结构，与各部分相联接起到骨架作用。
回转台上部耳孔与截割电机相连、下部耳孔与截割升降油缸相连，通过回转支撑及升降油缸来控制截割范围。
本体架前部耳孔与铲板本体及铲板油缸相连接，由油缸控制铲板的抬起及下卧。
本体的右侧装有液压系统的泵站，左侧装有操纵台，内部装有第一运输机，在其左右侧下部分别装有行走部，后部装有后支撑部。
3.2.7行走部
行走部是用两台液压马达驱动，通过减速机、驱动链轮及履带实现行走。
马达、制动刹车阀、减速机采用集成结构
，降低故障率。
行走马达为轴向柱塞马达，通过行走减速器驱动整机行走，此时液压油压缩制动器弹簧，解除制动；
当停止行走时，制动器弹簧回位实现制动。
履带采用油缸张紧，用高压油向张紧油缸注油张紧履带，调整完毕后，装入垫板及锁板，拧松注油嘴，泄除缸内压力后拧紧油嘴，使张紧油缸活塞杆不受张紧力。
履带架通过键及M30的高强度螺栓固定在本体两侧，在其侧面开有方槽,以便张紧油缸的拆卸。
行走减速机用M30高强度螺栓与履带架联接。
3.3叙述掘进机液压系统，喷雾系统，供电与照明系统等组成与原理
3.3.1液压系统
液压系统包括液压油箱、主泵、多路阀、液压先导操作台、液压马达、油缸、冷却器以及各油管总成、胶管总成、接头、密封件，压力表等。
液压系统的功能：
液压油箱设计容积1200L，装有呼吸器、主回油过滤器、液位液温计等液压辅件。
1）行走马达为轴向柱塞马达，通过行走减速器驱动整机行走。
2）驱动油缸实现截割头的上、下、左、右移动。
3）星轮马达在压力油的驱动下，带动星轮转动，装载物料。
4）一运马达在压力油的驱动下，带动一运转动，运输物料。
5）驱动油缸实现铲板的升降和后支撑器的升降。
6）主泵采用国际名牌的变量斜盘式柱塞泵，为主油路及控制油路提供液压油源。
7）主阀位于操作台内，在先导阀的操作控制下使各个执行机构产生相应动作。
8）液压张紧装置位于操作台面上，可实现行走履带张紧。
9）液压锚杆阀位于高压过滤器箱内，可提供两个动力接口。
3.3.2油泵和液压马达
泵站是由200kW电机驱动，通过油泵、油箱，将压力油分别送到截割部、铲板部、第一运输机、行走部、后支撑的各液压马达和油缸。
本机共有8个油缸，均设有安全型平衡阀。
液压油由主油泵泵出经换向阀流向各执行元件，能量交换后，转换成低压油，通过换向阀及过滤器流回液压油箱，完成一个循环，由于液压油回油直接进入油箱，因此该回路为开式回路。
第三联油泵只提供液压先导手柄的控制油和张紧阀块、锚杆阀块的动力油，液压先导手柄的控制油单独提供，保证其使用的安全可靠。
液压系统空载运行时，液压泵轴端轴承处由于摩擦会达到55-80度，属于正常现象。
3.3.3操作台
操作台上装有三组换向阀，通过手柄完成各油缸及液压马达的动作，并可实现无极调速，在其上还装有旋阀、压力表，三块压力表分别显示三个变量泵的出口油压。
本操作台为我公司自主研发、根据人机工程学设计，采用全套进口手柄及阀组，外形美观、操作舒适、性能可靠、安装维修方便。
3.3.4水系统
水系统由外喷雾和内喷雾两部分组成。
外喷雾装置安装在截割部。
水系统的外来水经反冲洗过滤器后分三条分路：
第一分路经过减压阀到油冷却器和截割电机后进入外喷雾；
第二分路经过减压阀（3
MPa），进入内喷雾系统喷出；
第三条分路经过球阀后进入文丘里喷嘴，形成外喷雾。
喷雾起到灭尘和冷却截齿的作用。
水系统总过滤器安装在第二运输机上，过滤器托架现场配焊在第二运输机靠近第一运输机侧。
4巷道支护方式及支护设备选型
4.1巷道支护方式
4.1.1巷道支护方式类型：
1）表面支护和内部支护
2）主动支护与被动支护
3）刚性支护与可缩性支护
4）临时支护与永久支护
5）一次支护与二次支护；
不撤除的超前支护应属于一次支护，它同样要在整个巷道服务期内发挥作用。
滞后一次支护一定时间及距离的支护，为二次支护。
6）联合支护和单一支护；
联合支护指采用多种不同性能的单一支护的组合结构
7）巷内基本支架支护、巷内加强支护、巷旁支护。
4.1.2巷道支护方式：
煤巷支护、岩巷支护、半煤岩巷道支护。
平巷支护、斜巷支护、垂直井巷支护、硐室支护。
回采巷道支护、准备巷道支护、开拓巷道支护。
上覆岩层，即为需控岩层，包括直接顶和基本顶。
直接顶—能够在采空区内不规则冒落、不能向煤壁前方和老塘矸石上永久传递力的、其作用力必需由支架全部承担的那部分岩层的总和。
基本顶—自身能够形成平衡结构、能永久地向煤壁前方和老塘矸石上传递力的、其运动对采场矿压有明显影响的、其作用力无需由支架全部承担的那部分岩层的总和。
4.2支护设备选型
液压支架的选型
4.2.1影响液压支架选型的因素
影响液压支架选型的因素，主要是矿山地质条件、如顶、底板稳定性、煤层厚度、煤层倾角、煤层赋存状况及瓦斯含量等。
其中以煤层及顶、底板稳定性影响最大。
1）顶板稳定性：
顶板稳定性直接影响支架的架型支护强度。
顶板岩性的不同，决定支架的架型的型式，岩层载荷和顶板的稳定性主要影响支架支护强度和顶梁的结构型式。
一般讲：
煤层顶板稳固平整，应选用支撑式支架；
煤质松软、顶板破碎煤层，应选用掩护式支架；
而煤层顶板坚硬，则应选用支撑掩护式支架。
2）底板稳定性：
底板岩石的组成，结构及岩石力学性质是支架选型不可忽视的另一重要条件。
底板的稳定性，对支架底座影响颇大。
支架架型选取不当，会使支架陷入底板，使移架困难。
根据我国煤层底板岩石抗压强度。
按《毕业设计指导书》选取支撑式支架。
3）煤层厚度：
煤层厚度主要影响支架支护强度，煤层厚度越大支护强度应越高，煤层厚度大小及变化情况，又决定着支架的结构高度和伸缩范围。
4）煤层倾角：
煤层倾角主要影响支架稳定性，煤层倾角大则易使支架发生倾倒、下滑现象。
必须采取防倒防滑措施。
5）煤层埋藏稳定性：
实践证明：
煤层埋藏越平稳，综采的效果越好。
断层及其性质对支架的使用好坏起决定性的影响。
若断层落差大，综采设备通不过，断层条数多，综采面搬家次数多。
6）煤层瓦斯含量：
瓦斯含量大的煤层应采用通风断面大的支架。
支撑式液压支架虽然价格便宜，但使用性能远不如掩护式和支撑掩护式液压支架优越。
因此：
在可能情况下，应优先选用掩护式和支撑掩护式两种架型。
4.2.2煤层顶板及顶板分类
覆盖在煤层上的岩石，依次分为伪顶、老顶，它们统称为煤层的顶板。
1）直接顶分类
我国将缓倾斜煤层回采工作面直接顶根据其稳定程度分为四类：
不稳定顶板：
很易冒落；
中等稳定顶板：
一般在支护设备前移后随即冒落；
稳定顶板：
难于冒落，需支架帮助切顶；
坚硬顶板：
极难于冒落，采后需强制放顶。
2）老顶分级
老顶位于直接顶之上，2级老顶周期来压明显。
4.2.3液压支架的选型
液压支架的选型，包括选择支架的架型，支架的结构参数和支架强度的确定。
1）架型的选择：
液压支架根据对顶板的支护方式和结构特点不同，可分为支撑式，掩护式、支撑掩护式三种基本型式。
支撑式支架顶梁长，立柱多，且垂直支撑、工作阻力大，切顶能力强，通风断面大，后部有简单的挡矸装置，架间不撑紧，对顶板不密封。
它适用于稳定或坚硬以上直接顶和周期来压明显或强烈的老顶条件。
掩护式支架有宽大的掩护梁可挡住采空区冒落的矸石，它的顶梁较短，支柱少且倾斜支撑。
架间密封，支架工作阻力较小，切顶能力差，但由于顶梁较短控顶面积小，支护强度不一定小。
它适用于不稳定和中等稳定直接顶条件。
支撑掩护式支架兼有支撑式和掩护式支架结构特点，顶梁较长，立柱较多，呈垂直或倾角较小倾斜支撑，帮工作阻力大，切顶能力强，具有掩护梁架间密封，挡矸掩护性能好。
它适用于稳定以下各类顶板，有取代支撑式支架的趋势，但它的结构复杂，重量较大，价钱较高。
2）液压支架结构参数的确定
液压支架的结构参数，主要指液压支架的结构高度，应能适应采高的要求，它根据煤层厚度和采区范围内地质条件的变化等因素来确定。
其选择的原则是：
在最大采高时，液压支架应能“顶得住”，在最小采高时，支架能“过得去”。
5配套设备选型
5.1掘进工作面设备选型原则
1）采掘工作面设备必须适应使用矿井的地质条件。
掘进工作面整套设备选型要合理，整体配套后设备生产能力应不小于工作面设计生产能力的1.2倍。
2）掘进机械成巷宽度、高度、断面积及截割硬度要满足工作面需求。
3）应使掘进机械对底板的比压不超过底板允许的抗压强度。
4）所选设备的所有部件要易于拆卸、安装和井下搬运，在大部件上应提供起吊孔，起吊孔要结实可靠。
5.2物料运输方式与设备选型
5.2.1矿车运输方式
矿车运输主要应用于炮掘巷道，其运输设备主要有固定式矿车、底卸式矿车、侧卸式矿车。
1）固定式矿车运输
主要用于岩石平巷和岩石斜巷的排矸运输，在迎头扒装机装矸后，由迎头经运输大巷，至井底车场，经副井至地面矸石山卸载。
一般运输距离比较长，矿车回空时间长，矿车周转速度慢，占用矿车多。
迎头不能实现连续出矸，该运输方式适合炮掘巷道，不适应综掘巷道。
2）底卸式矿车运输
迎头由扒装机装矸后，经平巷和斜巷运输至矸石仓和煤仓上口卸载，需要在矸石仓、煤仓上口安装卸载站，辅助卸载。
主要适合采区巷道的掘进排矸，运输主要靠绞车提升，矸石仓、煤仓上口为平巷时，可以采用电瓶车运输。
该种方式主要有效利用采区煤仓、矸石仓进行排矸，运输距离较短，效率较高，占用矿车少，缺点是不能实现连续运输。
3）侧卸式矿车运输
迎头由扒装机装矸后，经平巷或斜巷至卸载站卸载，卸载站一般铺设溜子或安装扒装机。
由扒装机扒矸石入溜子，溜子与采区皮带搭接，矸石进入原煤运输系统，或溜子直接连接采区煤仓。
该方式运输距离短，而且与采区原煤系统发生联系，提高了出矸效率，缺点仍是不能实现连续运输。
5.2.2运输线路
掘进机破岩，掘进机刮板输送机及桥式转载机将渣转载到工作面运输巷内胶带输送机。
具体运输线路：
掘进工作面（掘进机铲板装渣）→掘进机刮板输送机及桥式转载机→工作面运输巷（胶带输送机）→带式输送机石门（胶带输送机）→煤仓→主井（胶带输送机）→地面洗煤厂→地面煤仓。
5.3供电设备配置
各种供电设备的额定电压与所在线路上额定电压一致；
电缆的额定电压应等于或略大于所在线路额定电压。
设备的额定电流或长时允许负荷电流应大于工作中所通过的长时负荷电流。
开关电器的极限分断能力应等于或大于出口最大三相短路电流。
采用移动变电站要优秀选用节能产品。
5.4巷道局部通风方式及设备选型
压风系统管路的规格按采掘工作面需风量、供风距离、阻力损失等参数计算确定，但管路直径不得小于50毫米。
回采工作面进、回风巷和掘进工作面压风管路支管末端距离工作面不大于50米，并采用高压软管接入采掘工作面内。
掘进工作面距迎头25~40m距离内设置压风自救装置，其呼吸器数量应至少比该区域工作人员数量多出2台，巷道沿途每100m设置一组供气阀门。
长距离的掘进巷道中，在巷道中部根据实际情况增设压风自救装置。
回采工作面回风巷在距采面回风巷上安全出口以外25～40m范围内设置一组压风自救装置，进风巷在距采面下安全出口以外50～100m范围内设置一组压风自救装置，其数量应比该区域工作人员数量多2台；
巷道沿途每100m设置一组供气阀门。
距离较长的可根据实际情况在巷道中部增设压风自救装置。
专题二输送带速度检测与保护系统设
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