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《采矿学》课程设计 块硬煤时效果较好，但受力不均，容易断链。
中单链优缺点：结构简单，便于维护，弯曲性能好，没有受力不均的缺点，断链事故少；能采用长链段圆环链，以减少链接头，可靠性高；刮板变形不会引起链子在链轮上跳轮；但对输送硬煤的效果较差，适用于小倾角。
中双链优缺点：具有中单链优点，克服了它的缺点。
刮板输送机的选型原则刮板输送机一般与采煤机配套使用时均选用可弯曲自移式刮板输送机。煤质较硬时、块度较大时优先选用双边链；较软时选用运输能力大的中单链；煤质有硬有软时，选用中双链。输送机溜槽的结构一般应选用开底式，只有煤层底版较松软时才选用闭底式。综采工作面刮板输送机通常采用多电动机驱动，一般2～4台，应优先选用双电机双机头驱动方式。刮板输送机的输送能力应大于采煤机的最大生产能力的20%。
（1）输送能力
①采煤机的实际生产能力
Qc＝60×Vc×S× M×r×K
式中 Qc —— 采煤机的实际生产能力，t/h； Vc —— 采煤机的正常牵引速度，4 m/ min； S —— 采煤机的截深，0.6 m； M —— 采高，3.8 m； r —— 煤的容重，1.4t/ m3； K —— 机采采出率，0.80。
根据以上的选型原则，并且考虑“三机配套”原则，选用SGZ-880/2×400型刮板运输机。其技术特征见表5-2。
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《采矿学》课程设计 表5-2 刮板机技术参数 设计长度（ m） 出厂长度（ m） 输送量（t/h） 刮板链速（ m/s） 链条型式 型号 电动机 功率（kW） 电压等级（V） 转速 （r/ min） 链规格 破断拉力（kN） 刮板链 中心距（ mm） 刮板距离（ mm） 每m重量（kg） 中部槽 挡板 机头 型式 规格（长×宽×高）（ mm） 规格（长×宽×高）（ mm） 卸载方式 最大尺寸（ mm） 单件重（kg） 牵引型式 机器总重（t） SGZ880/2×400 250 220 1500 1.6 中双链 EWJ400/200 2（3）×400 1140 1480 34×126—C 1450 180 1080 76.4 铸造式 1500×880×300 1500×1646×950 侧卸 3516×5330×1355 30502 无链 379
②.刮板输送机的输送能力Qs
Qs＝1.2×Qc
式中 Qs —— 刮板输送机的输送能力，t/h； Qc —— 采煤机的实际生产能力，t/h。
（2）刮板输送机的铺设长度
刮板输送机的铺设长度根据工作面的长度而定，本带区工作面长度为223m，所以刮板输送机铺设长度为223m左右。 3）液压支架的选型
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《采矿学》课程设计 （1）支架选型原则
①支护强度与工作面矿压相适应； ②支架结构与煤层赋存条件相适应； ③支护断面与通风要求相适应；
④液压支架与采煤机、输送机等设备相匹配；
⑤当垮落带中只有直接顶时宜选用掩护式，当垮落带无直接顶而且煤层倾角有较小时宜选用支撑式，其他条件宜选用支撑掩护式。
（2）综采工作面控顶设计
本采区2煤层平均厚度3.8 m，采用大采高一次采全高综合机械化开采。
①煤层顶板：直接顶平均厚1.0～1.6 m，老顶第一分层厚1.9 m，第二分层厚2.4 m，第三分层厚4.3 m，第四分层厚5.4 m，从最不利条件出发，考虑垮落带高度时，直接顶厚度取1.3 m，计算支架所需工作阻力及初撑力时，直接顶厚度取1.6 m。
②采高：工作面的采高为3.8m，设计中考虑垮落带高度时，采高按3.8m计算。 ③垮落带高度：按垮落带厚能填满采空空间的原则来确定跨落带高度，当采高为7 m时，跨落带岩层的厚度至少为9.86 m，直接顶和老顶的第一、二分层（1.2+1.9+2.4）只有5.5 m，故垮落带岩层还应包括老顶第三分层（4.3 m），即垮落带岩层高度为9.8 m。
④其他参数
工作面直接顶板以粉砂岩~炭质泥岩为主，结合矿上的资料，直接顶初次垮落步距为6～8 m，从最不利条件出发，控顶设计时取8 m；
老顶分级主要采用直接顶厚度与采高的比值计算，即： km=Σh/ m=1.6/7=0.23 且km<0.30属周期来压明显顶板，经查本工作面老顶为Ⅱ级。结合矿上的资料，老顶初次来压步距为25 m，周期来压步距为10～20 m；岩层平均容重均取25KN/ m3；支架的顶梁长度设计为5.1 m；端面距取190 mm，顶板下沉系数η暂定为0.026；
⑤控顶设计
主要是确定支架架型，支架工作阻力与初撑力，以及支架高度等。
防漏：考虑到煤层有直接顶，要实现高产高效，应选用掩护式液压支架，为防止端面冒落，端面距应不超过340 mm，端面冒高不超过30 mm。
防压：
支架的工作阻力应能支撑住工作空间及采空区上方垮落带岩层的重量，设支架所需
iLa(rhL?∑rlihliLlki)cosα'zP?工作阻力为P，则：
1η'(kN/架) (6?6)25
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《采矿学》课程设计 式中 La —— 每架支架所控制的工作面长度，1.5 m/架； r —— 垮落带直接顶岩层平均容重，25kg/架； h —— 垮落带直接顶厚度，1.6 m；
Lz` —— 直接顶研梁长度（为端面距ld,支架顶梁长度lh与直接顶岩层在支架顶梁后的极限悬顶距lzx之和,即0.190+5.1+1.0=6.290 m）；
γli —— 垮落带中第i层老顶及其附加岩层的平均容重,25kg/ m2；
hli —— 垮落带中第i层老顶及其附加岩层的厚度，hl1=1.9 m,hl2=2.4 m,hl3=4.3 m；
Llki —— 跨落带中第i层老顶岩块长度，Llk1=12.2 m，Llk2=14.8 m，Llk3=17.3 m；
a —— 为煤层倾角，平均14°；
η` —— 考虑掩护梁上有冒矸载荷及立柱不垂直顶梁的系数，90％。 P=[1.5×（25×1.6×6.290+25×1.9×12.2+25×2.4×14.8+25×4.3×17.3）×0.97]÷0.9 =5785.8 （KN/架）
''P支架的初撑力0应能保证直接顶与老顶之间不离层。
''P01设平衡直接顶岩梁重量的支架初撑力为，则：
LarhL'zcosa（KN/架） （6—7） P='η\01\=（1.5×25×1.5×6.290×0.97）÷0.9=381.33（KN/架） P01设平衡直接顶岩梁所产生力矩所需的支架初撑力为，则：
LarhL'zcosaP=''2(Lz-l0)η'（KN/P03架） （6—8） \032式中 Lz——直接顶岩梁长度，Lz=Ld+Lh=0.190+5.1=5.290 m；
'' l0——P03作用点距顶梁后端的距离，2.4 m（预计）；
1.5?25?1.5?5.2902?0.97 P??303.04（KN/架）2?(5.290－2.5)?0.9\03''''支架所需初撑力P0''应是P01与P03中的大值，即P0''=381.33（KN/架）
支架的可缩量应能适应裂隙带老顶的下沉
由于裂隙带岩层与跨落带岩层之间已无自由空间，Δh可用经验公式求得，即：
Δh=ηML'D （ m） （6—9） 式中 η —— 下沉系数，0.026；
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