第一章 液压支架的选型

第一章 液压支架的选型
第三节 液压支架的架型选择
一、架型的选择
当工作面直接顶类别，老顶级别已确定经过分析论证后，可按表1-4选择支架型式。

使用表1—4时，考虑下列因素：
1）煤层厚度为3.3 ~3.7米，顶板有侧向推力时，一般不宜采用支撑式支架。

2）煤层烦角为1 0～120
(支撑式支架取下限，掩护式取上限)以上时，支架不必考虑防滑防倒装置。

3）底板强度、支架对底板比压应小于底板岩石允许抗压强度。

4）瓦斯涌出量大应优先选用通风断面大的支撑式或支撑掩护式支架。

5) 设备成本，能同时允许选用不同架型时，应优先选用价格便宜的支架。

老顶级别 Ⅰ Ⅱ Ⅲ Ⅳ 直接顶类别
1
2
3
1
2 3
1
2
3
4 4
架 型
掩护式 掩护式 支撑式 掩护式 掩
护或支撑掩护式
支撑式
支撑掩护式
支撑掩护式
支撑或支撑掩护式
支撑或支撑掩护式
支撑式 采高＜2.5m 时
支撑掩护式
采高＞2.5m 时
支架支护强度/MP a
采高/m
1 0.294 1.3×0.294 1.6×0.294 ＞2×0.294
结合深孔爆破，软化顶板等措施处理采空区
2 0.343(0.245) 1.3×0.343(0.245
) 1.6×0.343 ＞2×0.343 3 0.441(0.343) 1.3×0.441(0.343
) 1.6×0.441 ＞2×0.441 4
0.539(0.441)
1.3×0.539(0.441
)
1.6×0.539
＞2×0.55
表1-4 适应不同等级顶板的架型和支护强度
另外，表1-4中的支护强度是指单位面积上的支撑力大小，括号内数字是掩护式支护强度；但允许有5％的波动范：1.3，1.6，2分别为Ⅰ、Ⅱ、Ⅳ级老顶比l 级老顶的增压倍数，Ⅳ级老顶由于地质条件变化较大，只给出最低限2，具体数字应根据实际情况确定，单体液压支柱的支护密度，可用表中的支护强度除以工作阻力计算。

表中采高系最大采高，具体采高下的支护强度可用插值法计算。

由以上分析并根据该矿井的地质条件等因素选择支撑掩护式液压支架。

二、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，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(或采高)和采区范国内地质条的变化等因素来确定。

其选择的原则时：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”。

支架最大结构高度max z H 和最小结构高度min z H ，具体由下面经验公式计算：
max max 1z H M S =+ （m ）=3.2+0.3=3.5 m
min min 2z H M S =--b-c （m ）=3.2-0.3-0.1-0.1 =2.6 m
式中： max min ,M M ——分别为煤层最大、最小采高；m ；1S ——为伪顶冒落的最大厚度，对于中厚煤层支架取200-300mm ，这里取300mm ；2S ——为顶板周期来压时的最大下沉量，对于中厚煤层支架取300-400mm ，这里取300mm ；b ——支架卸载前移时立柱伸缩余量，这里取100mm ； C ——支架顶梁上存留的浮煤和碎矸石厚度，这里取100mm 。

三、支护强度和工作阻力的计算
1)支架支护强度q ：支架单位支护面积上的支撑力。

它是衡量液压支架性能的一个重要参数，可由下列方法确定:
按经验公式估算:ｑ=KM ρg 610-（Mpa ）
=8 ·3.5 ·2.5·410·610-=0.73 MPa
式中： K ——为作用于支架上的顶板岩石厚度系数，中厚煤层一般取5—8,这里取8；M ——为最大采高3.5m ；ρ——岩石密度，-般
取2.5t ／3
m g ——为重力加速度，取10 m/s
2)确定支护强度后，按下面公式计算支架的工作阻力F ：F qA = =0.73·310·6=4380 kN
式中：F ——支架的工作阻力，kN;q ——支护强度,kN/2
m ;
A ——支架的支护面积, 2m ;根据国产液压支架的发展趋势，支护面
积取62
m ；
有一种观点认为，支架的制造费用主要决定于支撑高度，而与工作阻力关系不大，因此使用高工作阻力的掖压支架是有利的，在此选定液压支架的工作阻力为5200 kN 。

3)支架的初撑力：我国近年来设计制造的液压支架，初撑力普遍达到工作阻力的80%以上，现取0.8计算公式如下:
z F F =·0.8=5200·0.8=4160 kN
四、支架中心距与宽度
支架中心距应与输送机一节溜槽的长度相适应，一般为1.2m~1.5m ，现选取1.5m 。

支架的宽度取1.42 m 。

五、顶梁长度 顶梁长度与液压支架的结构形式、支护方式、输送机宽度和采煤机的结构尺寸有关，选支架时应该校核这些关系尺寸是否合适。

A L C
B K =-+=6
0.3 3.71.5-=m 式中： A ——一架支架的支护面积，62
m ；L ——支架顶梁长度，1.42m ；C ——梁端距，0.3m ； B ——支架顶梁宽度，1.420m ；K ——架间距，0.08m ； 六、选择液压支架型号
由上面计算出的支架最大和最小结构高度和支护强度的数值，从液压支架产品目录中选择ZZ5200型支撑掩护式液压支架/19.5/42，乳化液泵选MRB125/31.5，支架的规格和主要技术参数如下表： 表 3-5 ZZ5200/19.5/42型支撑掩护式液压支架技术参数
第二章 滚筒采煤机的选择
正确选择和使用采煤机是提高采煤工作面，生产能力的一项主要任务，对采煤工作面的生产效率、能耗、安全等都具有重要影响，但采煤机选型涉及问题较多，它不仅与煤层的厚度，倾角及煤的物理机械性质、地质条件等有关，还要考虑与支护设备，运输设备之间配套关系，因此，在选型过程中要考虑多方面因素，综合分析后去确定。

第一节 采煤机选型
一、原始资料
矿井年产量：n Q =1200000 t/年；煤层倾角 100
；平均采高 H=3.2 m ；原封煤容重ρ=1.35 t/3
m
；散煤容重γ=0.9 t/3
m ；工作面长度
g L =180 m ；年工作日n b =300 天；煤层厚度 3.0-3.2m ；煤层硬度 f=2；截割阻抗
mm
200A N
= 本矿采用“三八”工作制作业（矿井以一个工作面满足产量）。

二、影响采煤机械选型的因素 三、采煤机性能参数计算与确定 1、滚筒直径的选择
双滚筒采煤机的滚筒直径应大于最大采高的一半，按照经验计算公式，滚筒直径：
92.1-66.12.321
6.0-52.0max =⨯=
>H D ）（ m 根据《煤矿支护手册》1597页表5-7-4（滚筒采煤机的选择），滚筒直径系列分为：0.6、0.65、0.7、0.8、0.9、1.0、1.1、1.25、1.4、
1.6、1.8、
2.0、2.3、2.65，根据计算结果，圆整滚筒直径与我国系列化标准一致，故本设计选取滚筒直径为2.0m 。

2、滚筒的截深：滚筒截深是采煤机工作机构截入煤壁的深度，截深的确定与煤层的压张效应、截割阻抗大小、煤层厚度、倾角、顶板稳定性及采煤机稳定性有关；根据《煤矿支护手册》1597页表5-7-4，截深查：为了充分利用煤层压张效应，中厚煤层截深一般取0.6m ，故本设计中采煤机截深取0.6m
3、选择滚筒 通过以上计算，选择采煤机滚筒直径为2m ，截深不小于0.6m ，其螺旋叶片头数为2头。

4、滚筒转速与截割速度 滚筒上截齿齿尖运动的线速度称为截割速度。

截割速度取决于滚筒直径和滚筒转速。

为了减少滚筒截割时产生的粉尘，提高块煤率，根据《液压传动和采掘机械》书146页查得滚筒直径在1.8～2.0m 的滚筒，n ＝30～50min /r 为宜，故本设计初选滚筒转速n=40min /r 。

截割速度是指截齿齿尖的速度，可按下式计算：
)/(7.460
45
214.360s m Dn
v j =⨯⨯=
=
π
式中： j v ——滚筒的截割速度，s m /；n ——滚筒转速，45min /r ；其它符号意义同前。

目前常用的截割速度j V ＝3—5s m /，最好在4s m /左右, 截割速度过高将使粉尘增多，所选滚筒转速与截割速度符合要求，故本设计截割速度取4s m /。

5、采煤机的最小设计生产率
h t 25016
400016min ===
W Q
式中：W 为采煤机日平均产量，t 4000300
1200000==T Q W ； 16为采煤机日工作时间 6、采煤机截割时的牵引速度与生产率
1)根据采煤机最小生产率min Q 求牵引速度1V ρ1min 60HBV Q =
h t
式中：min Q —采煤机最小生产率，h
t
；h
t
250
；H —工作面平均截割高度，m ；3.2m ；B —截深，m ；0.6m ；1V —采煤机截割煤时
最大牵引速度，min
m
ρ—煤的实体密度，米吨
1.4-3.1=ρ
³，一般取1.35米
吨
³
min m 61.135
.16.02.360250
60min 1=⨯⨯⨯==
ρHB Q v
2）按截齿最大切削厚度决定牵引速度2V
n m v *=1000max h
当m.n 一定时max h 与v 成正比关系，当max h 大于齿坐上截齿伸出长度，是齿坐及螺旋叶片也参与截割，则截割阻力及功率剧增，使齿坐受到磨损，造成截齿不能正常工作。

为了避免上述情况的发生，一般截齿的最大切削速度应小于截齿伸出齿坐长度70%，按照这一要求采煤机牵引速度2v 表示为：
min 05.41000
45
4521000max 2m
mnh v =⨯⨯==
式中： m ——采煤机滚筒上同一截线上安装截齿的数目，这里取m =2； n ——采煤机滚筒的转速，min
45r
max h ——截齿在齿坐上伸出的长度70%，国产径向截齿大约为55mm -45，切向截齿在52mm -41，这里取45mm 。

3）液压支架的推移速度决定牵引速度3v
支架推移速度应大于采煤机的牵引速度，才可保证采煤机安全生产，故3v ≤支架推移速度，这里取3v =6min
m
由以上计算，采煤机牵引速度v 应该在这个范围21v v ≤≤v ，即在min
m 05.4-61.1之间，并且3v v ≤。

故确定采煤机牵引速度min
m 4v q =
采煤机牵引速度确定，采煤机生产率Q 为：
h
t
62235.146.02.36060q =⨯⨯⨯⨯==ρHBV Q
7、采煤机所需电机功率
由于工作过程受到影响很多，为此我采用比能耗来估算采煤机的电功率,采煤机必能耗值公式 WB H A
A H x
w =
式中
x A ——采煤机的截割阻抗，取mm 350N A X = A ——基准煤的截割阻抗，取mm 200N A =
WB H ——基准煤的比能耗，取0.44 故77.044.0200
350x w ===
WB H A A H 对于上滚筒采煤机前部滚筒的比能耗值为77.0=WX
H ,则后滚筒比能耗为539.077.07.0k wx 31=⋅=⋅=H H WX
3k 为后滚筒工作条件系数
双滚筒采煤机的滚筒的滚筒直径以采高60%计算，则双滚筒采煤机所需单电机功率为
KW
H H K K Q N WX WX 272)539.04.077.06.0(1
8.02622
)6.0(2121=⨯+⨯⨯⨯=+==
式中 1K ——功率利用率数，取0.82K ——功率水平率数，取1 由计算选择功率为2×300KW 电机2台作为采煤机主电机
8、牵引力 牵引力是采煤机的一个重要参数，它取决于煤质、采高、牵引速度、煤层倾角、机器质量以及导向装置的结构和摩擦系数等因素，故采煤机牵引力无法精确，采煤机的牵引力可按其电动机功率进行估算。

KN N P 6.353~2.2992
3.1~1.1==）
（
式中：
P ——采煤机的牵引力，KN
；
9、采煤机质量 采煤机质量太小影响机器工作的稳定性；太大使牵引力增大，还影响输送机及导向部分的强度。

据统计，常用采煤机的质量与电动机功率间有以下关系：48.9t ~6.32544)0.09~06.0(=⨯=M
四、初选采煤机及设备配套
依据以上所计算的采煤机各项数据绘制下表 采高 滚筒 直径 截深 生产率 牵引力 牵引 速度 滚筒 转速 电机 功率 重量 3.2m
2m
600mm
622t/h
300-350KN
4m/min
45r/min
2*300KW
33-49t
根据以上数据和《煤矿支护手册》1602页表5-7-6（滚筒采煤机主要型号及技术特征）初选鸡西煤矿机械厂生产的
第二节
采煤机基本参数的校核
一、采高与卧底量的校核
当采煤机机面高度选定后，按以下公式来确定采煤机最大、小采高及卧底量。

最大采高：9.3176.016.23.06.12
sin 2h max max =+⨯+-=++-
=
D
L A H α 最小采高：
3.21016.23.06.12sin 2h min min =+⨯+-=++-
=D
L A H α
最大卧底量：m 08.1164.016.23.06.12sin 2h max max -=-⨯--=---
=
D
L A K β符号意思为反意思 最小卧底量：m 3.01016.23.06.12
sin 2h min min =-⨯--=-
--=D
L A K β 式中:A ——采煤机高度 (机身上平面至底板之距离) 1.6m ；h ——采煤机截割部减速箱高度，一般等于电机高度,0.6m ；L ——摇臂长度(摇臂摆动中心到滚筒中心距离) ,2.16m ；Max α、min α——摇臂向上最大、最小倾角；Max β、min β——摇臂向下最大、最小
倾角；D ——滚筒直径2.0m ； 以上计算结果，满足工作面的要求。

二、生产率校核
采煤机的最大理论生产率：计算公式：h t 97335.1663.02.36060q t
=⨯⨯⨯⨯==ρHBV Q 式中符号意义同前。

计算结果，该采煤机的实际生产率满足工作面计划生产能力的要求 下表为MG300-W 型采煤机主要技术指标如下表：
生产能力
640t/h 适用条件
采高 1.9-3.8m 倾角 0-35° 普氏硬度 2—4 牵引机构
主油泵型式 ZB-125 油马达型式 BM-ES630 牵引速度
0-6m/min 最大牵引力 456.7KN 牵引方式 无链 调速方式 液压 保护方式 液压与恒功率 截割机构
滚筒直径/m
1.6 1.8
2.0 截深 630mm 滚筒速度/r/min
25 29.7 36.9 45.6
电动机
型号
SKBC-300 功率 300KW 电压 1140V 转速 1470r/min 外形尺寸
机面高度 1600mm 机身总长度
5940mm 两摇臂摆动中心距 5000mm 要比有效长度 2160mm 摇臂摆动中心距低板高度
1300mm 卧底量/mm 216 316 416 质量
37.4t
第二章 刮板输送机的选型计算
刮板输送机是连续动作式运输机械的一种，由于其机身低矮，可以弯曲，运输能力大，结构强度高，能适应采煤工作面较恶劣的工作条件，它除了 运煤外，还能给采煤机作运行轨道、作为移置液压支架的支点、清理工作面的浮煤层、悬挂电缆、水罐、乳化液管等，它是缓倾斜长壁采煤工作面唯一的运输设备。

第一节 运输能力的确定 一、刮板输送机的选择
当工作面采用采煤机时，因为煤是连续而均匀地装到输送机上的，因此根据采煤机的理论生产率选择刮板输送机，查《矿井运输设备选型指导书》表1—2选择刮板输送机型号为SGZ —764/320，电动机型号为KBY680—2×160。

但是，由于实际工作面长度和煤层倾角、煤层厚度等条件各不相同，需要对刮板输送机的运输生产能力、电机功率、刮板链强度进行验算。

其技SGZ —764/320术特征为：
运输能力，t/h ：900；出厂长度，m ：150；刮板链速，m/s ：0.95； 型式：圆环链；规格mm ：()
2692C φ⨯级破断拉力，kN ：850
电动机的特征：型号： KBY680—2×160；电压，V ：1140；转速，r/min ：1475 液力偶合器的特征：型号： YL-560；额定功率，kW ： 160；工作液体：HU-22号气轮机油；充液量，L ： 22； 中部槽尺寸： 1500×764×222 二、运输能力的计算
刮板输送机的运输能力按下式计算： 3.6/Q q vt h =∙
式中：q ——单位长度上所装物料的质量,kg/m ；v ——物料运行速度（m/s ）； 由于 q F γϕ=∙∙ 所以 ()
3.6/Q F v t h γϕ=∙∙∙
式中：F ——中部槽物料的截面积，2m ；γ——货载的散碎容重，3
/t m ；
ϕ——装满系数，在一般情况下，货载并不能装满，按《矿井运输设备选型指导书》选取，如下表2—1v-----刮板链速度，m/s ；
表2—1 装满系数
输送情况 水平及向下运输 向 下 运 输 装满系数
0.9～1 ﹤5° 10° ﹥15°
0.9 0.8 0.6
由于:
F =
()
60
3.6v Q v ϕγ±所以:()
60
3.6
3.6v Q Q v v γϕϕγ=∙∙∙± =
60
v Q v v ∙± 式中：
0Q ——采煤机或刨煤机的生产能力，t/h ；0v ——采煤机或刨煤机的牵引速度，m/min ；
823.2
0.95823.54.10.9560
Q +=
=⨯= t/h
两向装煤时取“—”；823.5Q = t/h 823.5/246.96/Q t h t h =>符合要求。

第二节 电动机功率的校验
一、运行阻力的计算
刮板输送机运行阻力按直线段和曲线段分别计算，直线段阻力除克服煤和刮板链的运行阻力外，还需克服煤和刮板链的重力。

重段阻力：
000()cos ()sin ()q w q w L g q q L g N ββ∙+∙∙±+∙
空段阻力：
00(cos sin )()k W q L g w N ββ=∙∙∙+
式中：0q ——刮板链每米长度的质量，/kg m ；q ——货载每米长度上的质量，/kg m ；L ——刮板输送机铺设长度，m ；
0w ——刮板链在溜槽中的运行阻力系数；w ——煤在溜槽中的运行阻力系数；g ——重力加速度，2/m s ；β——倾斜角度； 0w 、w 按表格2—2选取
表2—2 0w 及w 选取表
“+”、“-”号的确定原则：刮板链向上运行时取“+”号，刮板链向下运行时取“-”号。

阻力系数
w 0
w 链子类型
单链
0.4 ~ 0.6
0.3 ~ 0.4
双链
0.6
~ 0.8 0.3
~ 0.4
其中： ()
60
3.6v Q q F v γϕγϕϕγ=∙∙=
∙∙∙-=
(
)
()
3
6060
380
3.60.923.6v Q v =
⨯-- =121.32/kg m 所以重段阻力为： ()()000cos sin zh
W q w q w L g q q L g ββ=∙+∙∙±+∙ =()36.260.4121.320.7157.59.2cos3⨯+⨯⨯⨯⨯︒+
()36.26121.321409.2sin3+⨯⨯⨯︒ =143873.73+10554.86=154428.59
空段阻力为： ()00cos sin k W q L g w ββ=∙∙∙- =36.26×140×9.2×（0.4×cos3sin 3︒-︒） =16211.
刮板链在链轮处的弯曲阻力以及可弯曲刮板输送机的机身弯阻力， 分别使其重段阻力zh W 和空段阻力k W 增加10%，则输送机的总运行阻力，即电动机的牵引力为： 0 1.1 1.1()zh k W W W =⨯+ =1.21×(154428.59+16211.31) =206474.279N 二、电动机功率的校验
对于用于机械化采煤工作面与采煤机配合工作的可弯曲刮板输送机，其货载（煤）的装载长度随采煤机的移动而变化，在这种情况下，输送机电功率按等效来计算： ()2022
max max min min 0.6T t t
N d d
T N N N N N kW ⎰=
≈++
式中：max N ——刮板输送机满负荷时，电动机的最大功率，即：0max
();1000W v
N kW η
=
min N ——刮板输送机空载时（即q=0时），
电动机的最小功率，即：min 1.12cos ();1000l L q Lw g v N kW βη
⨯=
max 206474.2790.92
237.4510000.8N kW ⨯=
=⨯
min
N =
1.1236.261400.49.8cos30.92
45.7110000.8
kW
⨯⨯⨯⨯⨯⨯︒⨯=⨯220.6237.45237.4545.7145.71157.98d N kW =⨯+⨯+=
刮板输送机电动容量: 1.2 1.2157.98189.572160d N
N kW kW ==⨯=<⨯符合要求。

第三节 刮板链强度验算 验算刮板链强度，需先算出链条最大张力点的张力值，此张力值的确定按逐点张力法进行计算。

一、最大张力计算 如图2—１，按逐点计算法：
21zh S S W =+43k S S W =+
双机驱动两端使用的电动机功率和特性都相同，可认为两端各负担总负载的 1
2
，为克服运行阻力，上端驱动链轮上需施加的牵引力为：41012sh P S S W =-=；31012k S W S W +-=；()31011
1.210.60.422
k zh k k zh k S S W W W W W W W -=-=+⨯-=-
最小张力点的判定要看zh W 和k W 的大小，得：
当0.60.40zh
k W W ->时，3S ＞1S ，１点张力最小；当0.60.40zh k W W -<时，3S ＜1S ，３点张力最小。

0.60.40.6154428.590.416211.3186172.630zh k W W N -=⨯-⨯=>所以１点张力最小。

由于刮板链要预张紧，所以有一点的张力，最小张力为：对于单链取2000~3000N ，对于双链取4000~6000N 。

所以
1min 5000S S N ==0.60.40.6154428.590.416211.3186172.630
zh k W W N -=⨯-⨯=>215000154428.59159428.58zh S S W N =+=+=
310.60.486176.23500091176.23zh k S W W S N =-+=+=
4391176.2316211.31107387.54k S S W N =+=+=
所以2S 点张力最大。

二、刮板链的安全系数
刮板链的安全系数是查得2692φ⨯的C 级圆环链条的破断拉力为850kN ，中双链负荷分配不均系数取0.90。

安全系数为
max
2 3.51.2d S n S λ
=
≥式中： d S ——一条刮板链的破断拉力，N ；max S ——刮板链最大的静张力，N ；λ——双链受力不均匀系数，
中双链取0.86~0.91。

32850100.9
11.06 3.51.2115316.53
n ⨯⨯⨯=
=>⨯所以符合要求。

第四章 采煤机、支护设备、刮板输送机配套关系
一、生产能力配套
生产能力配套原则是：工作面输送机的生产能力必须略大于采煤机的理论生产率。

在前两章采煤机、刮板输送机选型中已做了计算。

表4-1 综采工作面设备配套表
二、移架速度与牵引速度的配套
支架沿工作面长度的追机速度应能跟上采煤机的工作牵引速度，否则，采煤机后面的空顶面积将增大，易造成梁端顶板的冒落。

支架移架速度y v 可按下式估算：
y v =b Q A/K i Q ∑ （ m/min ） =
2
.1165
.1125⨯⨯ =9.8 >4.2 m/min
式中：
b Q ——为泵站流量，125L/min ； i Q ∑——为一架支架全部立柱和千斤顶同时动作所需的液体容积，按16L 计算； A ——为支
架中心距，1.5m ；K ——为考虑从泵站到支架间管路泄露损失系数，一般取1.1 1.3；上式计算的移架速度大于采煤机的最大牵引速度，所以支架沿工作面长度的追机速度能跟上采煤机的工作牵引速度。

三、相关尺寸配套
采煤机依靠工作面输送机导向在其上移动，而且工作面输送机与液压支架又互为支点的移架的推溜，应此三者的尺寸应能协调。

从安全角度考虑，工作面无立柱空间宽度R 应尽可能小，但它受到设备宽度的制约，由图可知：
R = B + E + W + X + d/2=0.726+0.1+0.764+0.150+0.21/2=1.89
式中：R ——无立柱空间宽度,m; B ——采煤机截深,0.686m ；E ——滚筒外侧与铲煤板的间距，m;一般E=0.10.15 m ，取0.1m ； W ——刮板输送机宽度,0.764m ； X ——前排柱到电缆槽的间距一般X=0.150.2 m ；取0.15 m ；D ——支柱外径,0.21m;
从顶梁部分尺寸看R=T+L ，L 为顶梁悬臂长度，T 为梁端距。

梁端距越小越好，以增大支架对顶板的覆盖，但由于 底版沿走向起伏不平会导致上滚筒倾斜而截割顶梁，应此必须保持一定的梁端距，一般T=250~350mm （薄煤层取小值）。

为了减小无立柱空间宽度R ，保证铲煤板端的煤壁之间距离E 及采煤机电缆拖移装置对准输送机的电缆槽，采煤机的机身中心线常相对于输送机中部槽中心线向煤壁方向偏移一距离 e,其大小随机型而定。

顶梁后部尺寸N 与支架结构有关。

由上可见顶梁悬臂长度和梁端距的值必须与采煤机，输送机的有关尺寸相适应，这样才能保证正常工作。

另外，推移千斤顶的行程应较截深大100~200mm.
在采高方面，机面高度A 一定要保证足够的过煤空间高度C ，一般C 大于等于250~300mm,以便煤流顺利从采煤机底托架下通过。

过机高度Y 一般应大于200mm ，以便采煤机在最小采高，顶板起伏不平及顶板下沉时，能顺利从顶梁下通过。

通过计算，选择的采煤机，支护设备及输送机符合基本配套要求，采煤机、液压支架和输送机组成的综采设备，有严格的配套要求．各单项设备的先进性能只有在搞好配套关系的基础上才能发挥出来。

二、滚筒
一种型号的采煤机通常配备几种规格的滚筒可供选择。

1、滚筒直径的确定
⑵中层煤层用的单滚筒采煤机（主要用于普采），滚筒直径为：max ).~.(H D 60550=式中：max H ------最大煤层厚度〔m 〕。

⑶中厚煤层用双滚筒采煤机：滚筒直径应略大于最大采高的一半或根据两个滚筒的装煤量相等的原则来选取。

即：
)
()()()(ηη-⋅+-=-⋅⋅⋅⋅+⋅⋅-⋅=⋅⋅11606060D D H D J V D J V D H J V D q q q
令H a D
⋅=有：)()(η-⋅⋅+⋅-=⋅11H a H a H a 整理得：η
+=
11a 式中：η=螺旋滚筒装煤效率；
{（小直径滚筒）；（大直径滚筒）；7.0~6.08
.0~7.0=η {；；63.0~59.059.0~56.0=a 即：H a D
⋅= ； H
------计算时取最大采高〔m 〕。

注：⑴综采工作面双滚筒采煤机一般都是一次采全高，故滚筒直径D 应稍大于最大采高之半，即 max 1
2
D H >
滚筒直径已经系列化，分别为0.6、0.65、0.7、0.8、0.9、1.0、1.1、1.25、1.4、1.6、1.8、2.0、2.3、2.6〔m 〕。

⑵考虑该采煤机的实际配备系列的滚筒规格。

3、滚筒截深
截深是指一次截割深度，是由滚筒外约请緣到端盘外侧截齿齿尖的距离确定的。

为有效地利用煤层的压张效应，现代采煤机的截深都小于1m 。

截深过小采煤机生产率受到影响。

但加大截深会使支架的步距加大，顶梁长度和千斤顶行程加大；同时也使采煤机电动机功率及运输机的输送能力加大。

因此，要综合权衡利弊，选用合理截深。

目前多数采煤机采用的截深为0.6或0.63m ，大功率采煤机可取0.75m 左右。

在薄煤层中，由于工作条件困难，牵引速度不能太大，为了达到较高的生产率，在顶板条件允许时，可选用截深0.75~1.0m 。

在厚煤层中，由于受输送机生产率的限制，截深可适当减小0.4~0.5 m ，这对缩小控顶距，避免冒顶和片帮事故有益处。

注：①目前采煤机的截深有：0.5、0.6（0.63）、0.7、0.75、0.8、0.9、1.0m 等几种（也可以与厂家联系定做非标准的）。

②选择滚筒的截深要与现有的滚筒系列和选定支架等设备配套。

5、滚筒的转速
类似滚筒直径一样，现代滚筒采煤机，每种型号有几种滚筒转速供选择。

采煤机滚筒转速的选择要兼顾截煤及装煤两种工艺，以适应不同的煤质情况。

实际的采煤机基本已匹配好的，大直径滚筒选用低档转速，小直径滚筒选用高档转速。

一般认为滚筒转速为30～50r/min 较适宜。

目前滚筒转速有降低的趋势，最低转速为15～20r/min 。

对薄煤层小直径滚筒，突出的问题是装煤，因此滚筒转速可提高到60～100r/min 。

⑴截割速度验算 目前常用的截割速度j V =3～5m/s ，最好在4m/s 左右。

j V 过高将使煤尘增多，大大降低截齿的寿命。

)/(60000
s m n
D V j ⋅⋅=
π式中：D ------选定的滚筒直径（mm ）;n ------选定的滚筒转速（r/min ）。

⑵装煤验算 滚筒的装煤生产率应大于落煤生产率，这样才能避免滚筒不被煤堵塞，使采出的煤得以顺利输送（只验算前滚筒）。

滚筒的装煤生产率为：z y
z g y z
Z
S Z D D n
Q ϕαδπ⋅-
⋅-⋅=
)cos )((4
2
2 []min /3m
滚筒应有的落煤生产率为：)(0H K H V B Q q t
-⋅⋅⋅⋅=λ []
min /3m 由t z Q Q =可以求得滚筒装煤而不被堵塞的临界转
速：[]min /)cos )(()
(42
2
0r Z S D D H K H V J n z
y
g y q z
ϕαδ
πλ⋅⋅---⋅⋅⋅⋅=
式中：y D 、g D ------叶片外、内缘直径，
〔m 〕;n------滚筒转速，〔r/min 〕;Z------叶片头数，一般2～3个;S------叶片螺距，〔m 〕;z δ------叶片厚度，〔m 〕;y α------叶片外缘开角，〔°〕;z ϕ------装满系数，=z
ϕ0.11～0.58；〔可查表〕，计算时近似取平均值；J------截深，〔m 〕；q V ------牵引速度，〔m/min 〕;工作牵引速度
最大一般取q V =3～5m/min ；H------采高（计算时取最大采高），〔m 〕；λ------煤的松散系数，λ=1.5～1.7；0H ------浮煤高度；有挡煤板时0H =0～0.05；无挡板时0H =D μ（μ为考虑浮煤量系数），〔m 〕；K------应有滚筒装出的煤量系数。

对前滚筒K=D/H ；
对后滚筒K=1-
λ
μλ⋅-H D )
(。

滚筒转速n 应满足以下条件，使滚筒既不被煤堵塞，又不致抛过筒毂造成循环煤。

n n n z '≤≤
式中：z n ------临界转速，〔r/min 〕;n '------防止碎煤抛过筒毂循环的转速，〔r/min 〕。

对于D=0.5～0.6m 时，n '=80～120r/min;对于D=1.8～2.0m 时，n '=30～40r/min 。

三、电机功率
根据采煤机的生产率来验算其装机功率，详见〔Ⅰ〕。

双滚筒时，采煤机装机功率为：
[]kw K K K H Q N n n n WBX
)4.06.0(32
1+⋅⋅=
式中：1n K -------功率利用系数。

单机驱动时取1，分别驱动时取0.8；2n K ------功率水平稀疏，3n K ------后滚筒的工作条件稀疏，Q ------采煤机的生产率
采煤机和其他工作面设备的基本功能就是按照所要求的生产率完成其生产过程。

采煤机的生产率取决于矿山地质和矿山技术条件、机器工况和结构参数以及时间利用率等因素。

因此采煤机的生产率分别以理论、技术和使用生产率表示。

（1）理论生产率 在给定条件下，以最大参数连续运行时的生产率称为理论生产率，理论生产率Q 的计算公式为 60q Q HBv ρ=Q —理论生产率，/;t h H —工作面平均采高，m ；B —滚筒有效截深，m ；q v —给定条件下可能的最大牵
引速度，/min;m ρ—煤的密度，一般为3
1.3~1.4,/.t m
采煤机的理论生产率是确定与其配套设备生产能力的依据,是由工作条件、机器工况和结构参数确定的。

在实际工作中，只有与其配套的设备生产能力大于采煤机的生产能力时，采煤机才能达到给定的理论生产率。

（2）技术生产率 考虑根据循环图表而进行的辅助工作，如更换截齿、开切口、检查机器和排除故障所花费时间后的生产率称为技术生产率，它由下式求得
1t Q Q k =
式中 Q ——技术生产率，/t h ；1k ——采煤机技术上可能达到的连续工作系数，一般1k =0.5~0.7。

技术上越陷越深完善，系数1k 越高，理论生产率和技术生产率的差距也越小。

（3）实际生产率 实际使用中，考虑了工作中发生的所有类型的停机状况，如处理输送机和支架的故障、处理顶底板事故等。

使用生产率可由下列公式计算
2m Q Qk =
式中 m Q ——实际生产率，/t h ；2k ——采煤机在实际工作中的连续工作系数，一般2k =0.6~0.65。

WBX H ------采煤比能耗，〔kw ·h/T 〕。

W B X
H =)/(A A H x WB ；A --截割阻抗取180～200〔N/min 〕;WB H --对于A 的采煤比能耗x A --工作面煤的截割阻抗，x A ≤180N/mm 软煤；x A =180～240N/mm 中硬煤；x A =240～360N/mm 硬煤。

即所算出的N ≤选用的采煤机装机功率，否则重新选机型（改变工作参数，如q V ）。

采煤机的装机容量是由生产能力决定的，生产能力为500~700 t/h 时，装机容量约600~750 kW 。

国外一些采煤机的生产能力已达到1500~2000 t/h ，其装机容量也高达1100~1500 kW 。

采煤机的生产能力正比于采高，因此也可以根据采高估计装机容量的大小。

对于硬煤，装机功率应加大一倍。

四、牵引力
采煤机的牵引力与装机容量关系密切，装机功率150kw 时，牵引力为160~180kN ；装机容量300kw 时，牵引力达250~300 kN 。

牵引力与牵引机构的刚度系数、采煤机的质量、摩擦系数、牵引速度、截割阻力及载荷的不均衡性、机道形状等因素有关，很难精确计算，一般用经验公式确定。

P =(1.1~1.3)N 式中：P ——牵引力，kN ；N ——装机容量的KW 数。

按向上牵引工作来计算 ααsin )2(cos 321G K K G f G K T p ++-⋅+= 〔T 〕 式中：f ------摩擦系数，0.18～0.25（骑溜子时）；0.3～0.4（爬底板时）；1K ------经验稀疏，0.6～0.8（计算时取小值）；
2K ------估算稀疏，0～0.2；3K ------系数，按〔Ⅰ〕来选取；G ------采煤机移动重量，
〔T 〕；α------煤层倾角，〔度〕。

若牵引力不够时，⑴重选机型；⑵增设辅助牵引设备。

六、采煤机允许的最大牵引速度
牵引速度是采煤机的一个重要参数，牵引速度直接决定了机器的生产能力。

装机容量、移架速度、输送机生产能力等因素又限制了牵引速度的增长；从另一方面讲，牵引速度加大后，切屑厚度过大将导致齿座挤压煤体，造成截割阻力的急剧上升。

随着装机容量的加大，采煤机牵引速度已达8~10m/min ，国外有的采煤机牵引速度高达15~20m/min 。

然而增加装机容量，加大牵引速度并中是增加综采工作面生产能力的唯一途径，综合机械化采煤是一个复杂的生产过程，除了需要解决和改进技术和装备上的问题外，尚需改进管理上存在的问题，其中首要的问题是提高采煤机的开机率。

统计资料表明，即使年产百万吨的综采工作面，其生产班的平均开机率也不足50%，而全国的平均水平仅为其一半，足见改进管理的潜力是很大的。

1、保证滚筒工作时叶片不碰撞煤壁的条件
截齿伸出的径向长度l 应大于最大切削厚度，即：
70％l ≥1000)/(max max
⨯⋅'=m n V h q 〔mm 〕
式中：max q V '------牵引速度，〔m/min 〕；n ------滚筒转速，〔r/min 〕；m ------每条截线上的齿数，一般取1～3；
l ------滚筒的齿长若未知，可近似取刀型截齿l =65～100〔mm 〕；镐型截齿l =60～80〔mm 〕。

则有：max q V '=1000/)7.0(m n l ⋅⋅⋅ 〔m/min 〕 2、根据滚筒截齿协调性的条件
即：t z Q Q ≥（见前二、5）。