三機配套終極版

1、綜采工作面配套設(shè)備選型設(shè)計任務(wù)書設(shè)計任務(wù)1) 根據(jù)所給原始數(shù)據(jù)進行設(shè)備配套選型的詳細計算2) 編寫綜采設(shè)備配套選型設(shè)計的說明書3) 工作面綜采設(shè)備配套關(guān)系圖原始數(shù)據(jù)及條件煤層厚度(M截割阻 抗A(N/mm)煤層 傾角(° )頂板條件工作面 長度(M)設(shè)計 產(chǎn)量(萬 噸/年)生產(chǎn)安排HmaxHmin老 頂直接頂200102級U類110651、 一年工作日按300天計算2、實行四班工作 制，三班 采煤，一班準備，每 天生產(chǎn)時間為18小 時。目錄綜采工作面配套設(shè)備選型設(shè)計說書第一章液壓支架的選型.第二章滾筒采煤機的選型第三章工作面可彎曲刮板輸送機的選型第四章工作面運輸巷帶式輸送機的選型第五

2、章采區(qū)負荷統(tǒng)計及變壓器、電纜、開關(guān)的選型第六章總結(jié)第七章參考文獻第一章液壓支架的選型一、影響液壓支架選型的因素影響液壓支架選型的因滾主要是礦山地質(zhì)條件，如頂、底板穩(wěn)定性、煤層厚度、煤層傾角、煤層賦存狀況及瓦斯含量等，其中以煤層及頂，底扳穩(wěn)定性影響最大。1、頂板穩(wěn)定性頂板穩(wěn)定性直接影響支架的架型支護強度，頂板巖性的不同.決定支架的架型的型式，巖層載荷和頂板的穩(wěn)定性主要影響支架支護強度和頂梁的結(jié)構(gòu)型式。 一般講: 煤層頂板穩(wěn)固平整，應選用支撐式支架；煤質(zhì)松軟、頂板破碎煤層，應選用掩護式支架； 而煤層頂板堅硬。則應選用支撐掩護式支架。2、底板穩(wěn)定性底板巖石的組成.結(jié)構(gòu)及巖石力學性質(zhì)是支架選型不可忽視

3、的另一重要條件.底板 的穩(wěn)定性.對支架底座影響頗大.支架架型選取不當，會使支架陷入底板，使移架困難。根據(jù)我國煤層底板巖石抗壓強度。建議按表1-1選型。表1-1不同底板條件下選用的架型巖石松軟粘土巖頁巖（或 松軟煤）較軟粘土巖頁巖（或 松軟煤）一般粘土巖砂頁 巖、砂巖（或煤）抗壓強度MPaV>>應選架型掩護式液壓支架式兩柱支掩式掩護式支架支掩式支架支掩式及強力支撐四 柱及強力支撐3、煤層厚度煤層厚度主要影響支架支護強度，煤層厚度越大支護強度應越高，煤層厚度大小及 變化情況，又決定著支架的結(jié)構(gòu)高度和伸縮范圍。厚度超過，頂板有水平推力時，應選用抗水平推力強的掩護式或者支撐掩護式支架， 一

4、般不宜采用支撐式支架。厚度在（軟煤取上限，硬煤取下限）以上時，支架應帶支護 幫裝置，當厚度較大時，支架應選用調(diào)高范圍較大的雙伸縮立柱或者帶機械加長桿的單 伸縮立柱，若為假頂分層開采，應選用掩護式支架。4、煤層傾角煤層傾角主要影響支架穩(wěn)定性，煤層傾角大則易使支架發(fā)生傾倒、下滑等現(xiàn)象。必 須采取防倒防滑措施。當傾角大于10°15° （支撐式支架取下限，掩護式和支撐掩護式取上限）時，應 選用有防滑裝置的支架。當傾角大于 18°時，應選用防滑、防倒和調(diào)架裝置的支架。5、煤層埋藏穩(wěn)定性對于斷層十分發(fā)育、斷層落差大、煤層厚度變化過大、 頂板的允許暴露面積小于 5 8 m2,允

5、許暴露時間在20min以下的工作面，暫時不宜使用液壓支架。實踐證明：煤層埋藏越平穩(wěn)，綜采的效果越好。斷層及其性質(zhì)對支架的使用好壞起 決定性的影響。若斷層落差大，綜采設(shè)備通不過，斷層條數(shù)多，綜采面搬家次數(shù)多。6、煤層瓦斯含量瓦斯含量大的煤層應采用通風斷面大的支架。液壓支架架型選擇是否合適，最終必然反映到經(jīng)濟效果上。應盡量做到安全、 高效，而又能降低噸煤成本。支撐式液壓支架雖然價格便宜，但使用性能遠不如掩護式 和支撐掩護式液壓支架優(yōu)越。因此：在可能情況下，應優(yōu)先選用掩護式和支撐掩護式兩 種架型。除礦山地質(zhì)條件外，采礦技術(shù)條件，如回采方式，采面長度，采煤機械類型、生產(chǎn) 環(huán)節(jié)等因素對液壓支架的造型也有

6、一定的影響。二、煤層頂板及頂板分類覆蓋在煤層上的巖石，依次分為偽頂、直接頂、老頂，它們統(tǒng)稱為煤層的頂板。偽 頂是緊貼在煤上極易冒落的較薄巖層，通常在煤層被采下后隨即冒落，對液壓支架的選 型一般沒有影響。直接頂位于偽頂之上，無偽頂時直接位于煤層之上，通常是在移架或回柱后隨即冒 落，直接頂下部 2 米厚的巖石叫直接頂下位巖石，它對架型的選擇有決定性的影響。1、直接頂分類我國將緩傾斜煤層回采工作面直接頂根據(jù)其穩(wěn)定程度分為四類1）、不穩(wěn)定頂板：也稱破碎頂板，這類頂板很易冒落。冒落后巖石能基本充滿采空 區(qū)。泥質(zhì)頁巖，再生頂板等屬于這類頂板。2）、中等穩(wěn)定頂板：強度較高，但有大量節(jié)理裂隙，局部較完整，冒落

7、后不能充滿采空區(qū)，一般在支護設(shè)備前移后隨即冒落。砂質(zhì)頁巖，粉砂巖屬予這類頂板3）、穩(wěn)定頂板：難于冒落，需支架幫助切頂。4）、堅硬頂板：極難于冒落，采后需強制放頂，砂巖，堅硬砂質(zhì)頁巖等屬于這后兩 類。表1-2直接頂分類類別指標1234不穩(wěn)定頂板中等穩(wěn)定 頂板穩(wěn)定頂板堅硬頂板主要指標強度指數(shù)D< 3031 7071120>120無直接頂層厚在25米以上，巖石 單向抗壓強度6080MPa節(jié)理裂隙間距和分層厚大于1米的整 體巖層。參 考 指 標直接頂初次跨 落步距L:（M<88181925>252、基本頂分級基本頂位于直接頂之上，頂板分級主要由直接頂厚度刀h與采高H之比值N來決

8、定, 再參考老頂初次來壓步距L2, N的意義是指冒落帶充滿采空區(qū)的程度，L2是指工作面初次切頂線到開切眼煤壁之間老頂懸露的長度。老頂周期來壓的強弱，對確定支架的噸位即支護強度有決定性影響，N越大L2越小，說明老頂周期來壓不明顯，作用在支架上的載荷小而穩(wěn)定，支架的支護強度不需 要很大，相反，N越小，L2越大，老頂周期來壓就越強烈，作用在支架上的載荷就越 大且有沖擊，支架的支護強度就要求比較高。根據(jù)N和L2值老頂被分為四級。見表1-4。表1-4老頂分級級別InIV周期來壓不明顯明顯強烈極強烈指標N>3 5<N< 3 5L=25 50(M)<N< 3 5L>50(

9、M)N<Li=25 50(M)N< Li >50(M)三、液壓支架的選型液壓支的選型，包括選擇支架的架型，支架的結(jié)構(gòu)參數(shù)和支架強度的確定。1、架型的選擇液壓支架根據(jù)對頂板的支護方式和結(jié)構(gòu)特點不同，可分為支撐式、掩護式、支撐掩 護式三種基本型式。支撐式支架頂梁長，立柱多，且垂直支撐，工作阻力大，切頂能力強.通風斷面大， 后部有簡單的擋矸裝置，架間不撐緊，對頂板不密封，它適用于穩(wěn)定或堅硬以上直接頂 和周期來壓明顯或強烈的老頂條件。掩護式支架有寬大的掩護梁可擋住采空區(qū)冒落的矸石，它的頂梁較短，支柱少且傾 斜支撐，架間密封，支架工作阻力較小，切頂能力差，但由于頂梁較短控頂面積小，支

10、護強度不一定小，它適用于不穩(wěn)定和中等穩(wěn)定直接頂條件。支撐掩護式支架兼有支撐式和掩護式支架結(jié)構(gòu)特點，頂梁較長，立柱較多，呈垂直 或傾角較小傾斜支撐，故工作阻力大，切頂能力強，具有掩護梁架間密封，擋矸掩護性 能好。它適用穩(wěn)定以下各類頂板，有取代支撐式支架的趨勢，但它的結(jié)構(gòu)復雜，重量較 大，價錢較高。當工作面直接頂類別，老頂級別已確定經(jīng)過分析論證后，可按表1-4選擇支架型式。表1-4適應不同類級頂板的架型及支護強度老頂級別In出IV直接頂類別12312312344架型掩護式掩 護 式:支 撐 式掩 護掩式奄護式，支撐掩護式支:撐;式?支 掌 奄 護 式支 撐 掩 護 式掩護式，支撐掩護式掩護 式，支

11、 撐掩護 式采咼 支撐式，采咼 支撐掩護式支架支護強度/.MPa采高（米）1XX>2 X結(jié)合深孔 爆破，軟化 頂板等措 施處理采 空區(qū)2()XX>2 X3()XX>2 X4()XX>2 X使用表1-5時，還應注意下列因素：1、煤層厚度大于 米，頂板有側(cè)向推力時，一般不宜采用支撐式支架，煤層厚度在米以上時，應選用帶護幫裝置的掩護式或支撐掩護式支架，煤層厚度變化大時應采用調(diào)高范圍大的雙伸縮支柱。2、煤層煩角在101 5 ° （支撐式支架取下限，掩護式取上限）以上時，支架應有可靠的 防滑防倒裝置。3、底板強度、支架對底板比壓應小于底板巖石允許抗壓強度4、瓦斯含量，瓦

12、斯涌出量大的工作面，應優(yōu)先選用通風斷面大的支撐式或支撐掩護式支 架。5、 地質(zhì)構(gòu)造、斷層發(fā)育、煤層厚度變化大，頂板允許暴露時間和面積分別為20分鐘以 下和58m時，暫不宜米用綜米設(shè)備。6設(shè)備成本，能同時允許選用不同架型時，應優(yōu)先選用價格便宜的支架。另外，表1-4中的支護強度是指單位面積上的支撐力大小，括號內(nèi)數(shù)字是掩護式 支護強度；但允許有 5%的波動范：，2分別為I、U、W級老頂比1級老頂?shù)脑鰤?倍數(shù)，W級老頂由于地質(zhì)條件變化較大，只給出最低限 2,具體數(shù)字應根據(jù)實際情況確 定，單體液壓支柱的支護密度，可用表中的支護強度除以 工作阻力計算。表中采高系最大采高，具體采高下的支護強度可用插值法計算

13、。2、液壓支架結(jié)構(gòu)參數(shù)的確定液壓支架的結(jié)構(gòu)參數(shù)，主要指液壓支架的結(jié)構(gòu)高度，液壓支架的結(jié)構(gòu)高度，應能適應采高的要求。它根據(jù)煤層厚度（或采高）和采區(qū)范國內(nèi)地質(zhì)條的變化等因素來確定。 其選擇的原則時：在最大采高時，液壓支架應能“頂?shù)米　?，在最小采高時，支架能“過 得去”。支架最大結(jié)構(gòu)高度 H max和最小結(jié)構(gòu)高度H min，具體由下面經(jīng)驗公式計算：H max =h max+a=+ = (m)Hmin =hmin-S2-b-c二式中,Hmax,Hmin:煤層最大采高和最小采高，（已知）；a ：考慮偽頂，煤皮冒落后，支架仍有可靠初撐力所需要的支撐高度的的補償量；一般取 ，中厚煤層取小值，厚煤層取大值，薄

14、煤層適當減小。E最大控頂距處頂板下沉量，一般取。b：支架卸載前移時，最小可伸縮量，一般?。籧 :支架頂梁上留存的浮煤和碎矸石厚度，一般??；3、支架支護強度的確定支架支護強度Q:支架單位支護面積上的支撐力。它是衡量液壓支架性能的一個重要參數(shù)，可由下列方法確定；1)按經(jīng)驗公式估算q=KHR< 10-2 MPaq=8xxx 10-2 = MPa式中： K 作用于支架上的頂板巖石厚度系數(shù)，一般取 48；頂板較好時、周期來壓 不明顯時，取低值，否則取高值；日本取 5，蘇聯(lián)取 69；英國取 57； 我國中厚煤層取 6 8；H 最大采高， m；R 巖石容重，一般取 m3。液壓支架的伸縮比液壓支架的伸縮

15、比Ks定義為支架最大支撐高度和支架最小支撐高度之比，它反映了支架 對采高的適應能力。Ks= H max/ Hmin =支架支撐頂板的有效工作阻力Q=qFx103KN故工作阻力Q=qFx103=xx103。上式 F 為支架的支護面積， m2F=(L+C)(B+K) m2L:支架頂梁長度，mC:梁端距，mB:支架頂梁寬度，mK:架間距，m選定液壓支架為ZZ4000/17/35的支護面積為m2。2）直接查表選取根據(jù)頂板條件和煤層厚度，直接由表 1-4中查取。根據(jù)頂板條件和煤層厚度選取支架支撐掩護式滿足工作面支護強度4、選擇液壓支架型號由上面計算出的支架最大和最小結(jié)構(gòu)高度和支護強度的數(shù)值，從液壓支架產(chǎn)

16、品目錄中選擇合適液壓支架的型號，并列出支架規(guī)格和主要技術(shù)參數(shù)表支撐掩護式支架該機具有支撐效率高，切頂換能力強，支架穩(wěn)定性好的特點。采用分體頂梁鉸接前梁形式，切頂效果好，便于運輸。米用前后雙連桿形式，可減少支架重量改善底板比壓的平均分布和前端比壓。綜合以上數(shù)據(jù)，初步選定液壓支架型號ZZ4000/17/35ZZ4000/17 /35液壓支架技術(shù)參數(shù)總體型式支撐掩護式支撐高度支護寬度 工作阻力 4000KN P= MPa初撐力P=25 MPa中心距支護面積支護強度底座面積最小外形尺寸5500X 1420X 1700mm支架重量10180Kg立柱缸徑 200mm活柱直徑 185mm活柱仃程930mm加

17、長桿直徑 157mm初撐力785KN P=28MPa降柱力P=28MPa工作阻力1000KN P= MPa短柱缸徑 140mm桿徑 105mm仃程140mm初撐力P=28MPa拉力P=28MPa工作阻力P=38MPa前梁端部初撐力前梁端部最大工作阻力前梁擺角向上15°向下19°推移千斤頂缸徑 140mm桿徑 85mm仃程700mm推溜力P=28MPa拉架力384KN P=28MPa側(cè)推千斤頂缸徑 63mm桿徑 45mm仃程170mm推力P=28MPa拉力P=28MPa護幫千斤頂缸徑 80mm桿徑 45mm仃程350mm工作阻力P= MPa拉力P=28MPa伸縮千斤頂缸徑 8

18、0mm桿徑 45mm仃程推力P=28MPa拉力P=28MPa第二章滾筒采煤機的選擇正確選擇和使用采煤機是提高采煤工作面，生產(chǎn)能力的一項主要任務(wù)，對采煤工作 面的生產(chǎn)效率、能耗、安全等都具有重要影響，但采煤機選型涉及問題較多，目前還缺 乏一套完善的計算方法。它不僅與煤層的厚度，傾角及煤的物理機械性質(zhì)、地質(zhì)條件等 有關(guān)，還要考慮與支護設(shè)備，運輸設(shè)備之間配套關(guān)系，因此，在選型過程中要考慮多方 面因素，綜合分析后去確定。一、采煤機主要技術(shù)參數(shù)的計算與確定采煤機主要技術(shù)參數(shù)規(guī)定了采煤機的適用范圍和主要技術(shù)性能。它們既是計采煤機的主要依據(jù)，又是成套設(shè)備選型的依據(jù)。1滾筒直徑的選擇滾筒直徑大些對裝煤有利，但

19、不宜過大并應滿足采高的要求。 雙滾筒采煤機滾簡直徑應大于最大采高 H max 的一半，一般可按 D= H max選取，采高大時取小值 D=x=米，采高小時取大值D=x=米。單滾筒采煤機滾筒直徑選擇時為了防止?jié)L筒在頂板下沉時被夾住而截割巖石，直徑 D= H min- =米，采煤機的滾筒已經(jīng)系列化，可選用與計算值相近的標準滾 筒，以降低制造成本。2、截深的選擇滾筒截深是采煤機工作機構(gòu)截入煤璧的深度，是影響采煤機裝機功率及生產(chǎn)率的主 要因素，決定截深時應充分考慮煤層的壓張效應，截割阻抗 （截齒截割單位切屑厚度所對 應的截割阻力 ）大小，煤層厚度、傾角、頂板穩(wěn)定性及采煤機穩(wěn)定性等。另外：為了管理 頂板

20、方便，截深應等于液壓支架的推移步距。中厚煤層截深可取 米，若頂扳穩(wěn)定，截割阻抗小可適當加大。 厚煤層為了減輕煤壁片幫， 減輕液壓支架載荷和避免煤從運輸機溢出， 截深宜小，可取 米 左右。薄煤層由于工人行走困難，牽引速度比較低。為了保證大的生產(chǎn)率截深可取1米。 國內(nèi)生產(chǎn)采煤機，為了制造方便，大部分截深在 米左右，薄煤層為 1 米左右。根據(jù)截據(jù)阻抗為 200 牛頓/毫米，阻抗較大選用截距深度為 0. 6 2米的截深3、滾筒轉(zhuǎn)速及截割速度滾筒轉(zhuǎn)速對截煤比能耗、裝載效果、粉塵大小都有很大影響，由截齒最大切屑厚度hmax公式可知，當滾筒每條截線上的截齒數(shù) m,牽引速度V已定，轉(zhuǎn)速n愈高，切屑 厚度愈小，

21、煤塵產(chǎn)生量大，截割比能耗增大。另外，實踐表明，滾筒轉(zhuǎn)速過高，循環(huán)煤 會增多，裝載效率降低， 裝煤效果不好， 所以，現(xiàn)代采煤機， 滾筒轉(zhuǎn)速出現(xiàn)降低的趨勢， 如英國 AM 500、日本 DR100 100 采煤機，滾筒最低轉(zhuǎn)速分別為 轉(zhuǎn)/分和 26轉(zhuǎn)/分。 但滾筒轉(zhuǎn)速也不能太低，否則會在牽引速度不太高時，出現(xiàn)堵塞現(xiàn)象。一般認為滾筒轉(zhuǎn)速在 30 50 轉(zhuǎn)/分較為適宜，薄煤層小直徑滾筒由于裝煤能力差， 為了提高生產(chǎn)率轉(zhuǎn)速可增大到 60100 轉(zhuǎn)/分。轉(zhuǎn)速及滾筒直徑經(jīng)確定后截齒截割速度也就定了， 截割速度一般控制在 4 米/秒左右 較好。4采煤機最小設(shè)計生產(chǎn)率采煤機在采煤過程中，由于處理故障，檢查和更換

22、刀具，日常維修，等候支 護，處理片幫等，經(jīng)常出現(xiàn)停頓，采煤機實際生產(chǎn)率比設(shè)計的理論生產(chǎn)率小的多，為了 表明這些因素的影響，可用有效開動率表示。有效開動率是指采煤機在一天或一班內(nèi)有效工作時間與一天或一班占有時間的比 值，它綜合反映了設(shè)備可靠性，選型及組織管理水平，工人技術(shù)熟練程度等，西德高 產(chǎn)工作面有效開動率可達 51%，蘇聯(lián)高產(chǎn)綜采工作面可達 50%，我國根據(jù)有些典型工 作面的推算大約在之間，一般可取。當采煤工作面生產(chǎn)能力已定，其每小時的平均產(chǎn)量就是所需采煤機的最小實際生產(chǎn)率，考慮到有效開動率，則采煤機按工作面生產(chǎn)能力要求的最小設(shè)計生產(chǎn)率Qmi n為:c = W =650000Qmin 24

23、x 0.2 300 x 24 x 0.2= ( t )式中：W為采煤機工作面日平均產(chǎn)量 噸/日,k有效開動率。上式有效開動率K取，充分考慮使采煤機有增產(chǎn)潛力，當有效 開動率能進一步提高，采煤仍有富裕能力，使工作面生產(chǎn)能力得到提高5采煤機截割時的牽引速度及生產(chǎn)率米煤機截割時牽引速度的咼低，直接決定米煤機的生產(chǎn)率及所需電機功率，由于滾筒裝煤能力，運輸機生產(chǎn)率，支護設(shè)備推移速度等因素的影響，采煤機在截割時的牽引速度比空調(diào)時低的多。采煤機牽引速度在零到某個值范圍內(nèi)變化，選擇截割時的牽引速度，要根據(jù)幾方面因素，綜合考慮。(1、)根據(jù)米煤機最小設(shè)計生產(chǎn)率 Qin決定牽引速度Vi式中：Qin采煤機最小設(shè)計生

24、產(chǎn)率噸/時H采煤機平均采咼，米B米煤機平均截深， 2米p煤的實體密度，一般為 噸/米。現(xiàn)在取m3451.3960 x 2.2 x 0.62、，Qmin1 =60HB p(2 )、按截齒最大切削厚度決定的牽引速度V2采煤機截割過程中，滾筒以一定的轉(zhuǎn)速 n轉(zhuǎn)動，同時采煤機又以一定的牽引速度v沿工作面移動，切削厚度以月牙規(guī)律變化。截齒最大的切削厚度bmax在月牙形中部，可用下式計算1000Vmaxmmmn式中V采煤機的牽引速度m/minm滾筒一條截線上安裝的截齒數(shù)個，一般取 3個n滾筒的轉(zhuǎn)速，取40r/min.當n、m決定后，bmax與牽引速度v成正比，v越大bmax越大，當bmax大于齒座上截 齒

25、伸出的長度，使齒座及螺旋葉片也參與截割，則截割阻力及功率劇增，同時齒座磨損 嚴重。為了避免上述情況的發(fā)生，一般要求截齒的最大切削厚度應小于截齒伸出齒座長度的,bmax是截齒在齒座上伸出長度的70%，取45mm，按上述要求可得到采煤機的牽引速度V20.7mnbmax10003 X 40 X45=5.04m/min1000（3、）按液壓支架推移速度決定牽引速度為V3一般支架的推移速度稍大于采煤機的牽引速度較好，這樣可以保證采煤機安全生產(chǎn)。截割時牽引速度V，應根據(jù)上述三方面情況綜合分析后確定， 其最大值應等于或大于 Vi，但應小于V2，并于V3相協(xié)調(diào)。使采煤機能夠滿足工作面生產(chǎn)能力的要求，有可避免

26、齒座或葉片參與截割，保證采煤機安全生產(chǎn)。現(xiàn)在取采煤機牽引速度v=mi n。采煤機截割時的牽引速度v確定后，采煤機的生產(chǎn)率Q為Q=60HBvfXX2 X4.0 X=（t/h）6、采煤機所需電機功率由于采煤機在截割和裝載過程中，受到很多因素的影響，所需電機 功率大小，很難用理論方法精確計算，常采用類比法或比能耗法來估算。 采用比能耗法估算電機功率，是根據(jù)采煤機生產(chǎn)率和比能耗（截割單位 體積煤所消耗電功率）試驗資料來確定。如果比能耗確定適當，計算值 就比較合理。取截割阻抗A=180 200N/mm的為基準煤，當采煤機以不同的速度截 割時，包括牽引部及輔助液壓系統(tǒng)在內(nèi)，其比能耗的估算值如表1-6所 示

27、螺旋滾筒采煤機比能耗H沁牽引速度(m/mi n)23456H .B(t)本設(shè)計煤層截割阻抗為A = 200N/mm , 而且采煤機的牽引速度為min。所以采煤機的比能耗為kW h/t ，如果截割的煤層，其截割阻抗不在180 200N/mm范圍時，可按下列 公式計算比能耗。式中：H. x煤層截割比能耗，kW h/t ,Ax煤層截割阻抗A基準煤截割阻抗，H. b基準煤比能耗，雙滾筒采煤機，前滾筒和后滾筒截割條件不同，前滾筒截割時，煤 層只有面向采空區(qū)一個自由面，后滾筒截割時，前滾筒已經(jīng)截割出第二 個自由面，若以H. x表示前滾筒截割比能耗，后滾筒截割比能耗為 H . xi=K3H.式中K3為后滾筒

28、工作條件系數(shù)可由下表選取滾筒轉(zhuǎn)向后滾筒開米煤層部位下部上部向著前滾筒截割自由面逆著前滾筒截割自由面H . X1=K3H.= X，如果滾筒直徑按最大采高60%選取時，雙滾筒采煤機所需裝機功率為N=K1JQK2H.x + 0.4H. X1 =06篤9為功率利用系數(shù)，用一臺電機驅(qū)動時取1,兩臺電機分別驅(qū)動時取K2功率水平系數(shù)，與牽引速度調(diào)節(jié)方式、電動機過載能力等因數(shù)有關(guān)，可按下表選取電機過載能力牽引速度調(diào)節(jié)方式M max/M n自動調(diào)速手動調(diào)速2.2、牽引力采煤機的牽引力主要取決于煤質(zhì)、采高、牽引速度、煤層傾角，機器質(zhì)量、導向裝置結(jié)構(gòu)及摩擦力等，精確計算很困難，鏈牽引采煤機的牽引力F( KN可按裝機

29、功率(KW 近似計算，其關(guān)系為F=( )N KN所以F=x，選采煤機為MG250/600-WDMG250/600-W型采煤機主要技術(shù)參數(shù)機型號內(nèi)容MG250/600- WD1米咼范圍(m)適合傾角(m m )< 18°截深(m m )630機面咼度(m m )1080兩搖臂回轉(zhuǎn)中心距離(mm)5800配套滾筒直徑(m m )1400， 1500， 1600最大米高(m m )2897， 2947, 2997下切深度(m m )263， 313， 363搖臂結(jié)構(gòu)形式整體彎搖臂搖臂長度(m m )1982搖臂總擺角54°上擺39°下擺15°裝機功率(K

30、W)2X20 2X2500供電電壓(V)1140滾筒轉(zhuǎn)速(r/mi n)截 割 速 度 m/s© 1400© 1500? ?© 1600牽引與調(diào)速型式擺線輪-銷軌、交流變頻調(diào)速牽引功率與供電電壓2X 40KV, 380V牽引速度(m/mi n)牽引力(KN)500; 300調(diào)高電動機型號YPB18 5- 4電動機功率(KW)供電電壓(V)1140噴霧方式內(nèi)、外噴霧冷卻方式截割、牽引、調(diào)咼電機、搖臂水套水冷噴 霧 泵 站噴霧泵型號PB- 320/63最高工作壓力(MPa額疋工作流量(L/min)320供水管型號KJR38配套電纜型號主電纜3X 70+1X 16+4X

31、4牽引電纜3X 70+1X 16+(4 X 4)P整機重量(t)35支架ZY35ZZ4000/17/35 等輸送機SGZ730/320SGZ764/400SGZ830/6301-1采煤機尺寸示意圖M max :米煤機最大米高，0；amax : 搖臂向上的最大擺角，°；A：機面咼度，mA、采煤機截割部減速箱高度，一般等于電動機高度，ml：搖臂長度，md：滾筒直徑，m采煤機最大與最小采高之比為之間；采煤機電動機尺寸要求(1)采煤機機身厚度最多為 400mm電動機直徑最多為350左 右否則裝不下去&初選采煤機主要技術(shù)參數(shù)的校核(1) 最大采高的校核n h ,.D 0.35.“1.5

32、 小hmax =A-2+Lsin amax +2=+乂 sin 39 + y= 0m>a：采煤機高度，mh、采煤機截割部減速箱高度，一般等于電動機高度，一般取；nax :搖臂向上的最大擺角，°；L：搖臂長度，md：滾筒直徑，m采煤機底托架U二A-h-S=l輸機槽幫高度，m(2) 最小采高的校核采煤工作面最小采高hmin應大于采煤機高度A，支架頂梁高度h1，過 機高度h2，(頂梁與采煤機機身上平面之間的距離)三項之和，即采煤機 與支護設(shè)備應能通過煤層變薄帶，滾筒不割巖石。hm n=A + h1 + h2= 1.08 + +=<符合要求h1頂梁和掩護梁鉸點至頂梁頂梁頂面的距離

33、，取0.22;h2過機高度不應小于、臥底量校核最大臥底量Kmax按下式計算hD0.351.5Kmax = A- 2- L sin Smax -=匸08 -匸982 X sin 15 -=-0.36m式中，B max搖臂向下擺動最大角度，采煤機臥底量一般為90 300mm以適應底板起伏不平和能截割運輸機機頭處三 角煤等。4、采煤機最大截割速度的校核運輸機、采煤機、液壓支架在結(jié)構(gòu)性能之間有相應的配套要求。運 輸機的生產(chǎn)能力一般應略大于采煤機的生產(chǎn)率，以便把煤及時運走，不 出現(xiàn)堆煤現(xiàn)象。根據(jù)此原則，可把運輸機的運輸能力看成采煤機的最大 生產(chǎn)率，此時采煤機截割的最大牽引速度V為：/ /700V -Q/

34、60HB p=60 x 2.2 x 0.62 x != 6.34m/min >4m/min式中：Q運輸機的運輸能力，H平均采高，B米煤機截深，P煤的實體容重，m3上述計算中的V值應大于前面確定的截割牽引速度V值。5、采煤機牽引力的估算采煤機移動時必須克服的牽引阻力T為：T G+ fG ( cos a K2 + 2K3) ± Gsin a = x 350000 + 0.18 x350000(cos 10 - 0.2 + 2 x0.19) ±350000 si n10= ±:摩擦系數(shù)，取決于 采煤機導向機構(gòu)表面狀況和濕度及采煤機運動速度等，平均可 取。:工作面傾

35、角，(°)G:采煤機自身重量，KNK：經(jīng)驗系數(shù)，估算時可取K2 :估算經(jīng)驗，初步估算時可取K :側(cè)面導向反力對牽引阻力的影響系數(shù)，主要取決于牽引鏈或者無鏈牽引軌道的位置及煤層傾角大小。當在采空區(qū)側(cè)布置，工作面傾角為零時，取K3=;工作面傾角為35°時，K3=。當在煤壁側(cè)布置，工作面傾角為零時，取K3=;工作面傾角為35°時，&=上式最后一項，當向上牽引時取正號，向下牽引時取負號第三章刮板輸送機的選型由前面初選液壓支架為 ZZ4OO0/17/35，采煤機為 MG250/600-WD根據(jù)查閱煤礦機電設(shè)備15頁續(xù)表1-10初選刮板輸送型號為SGZ730/320刮

36、板輸送機。SGZ730/320中雙鏈刮板輸送機型號的表示意義：S G Z 730 / 320(Kvy(mr)二、主要技術(shù)特征1. 出廠長度2. 輸送量3. 刮板鏈速120米700噸/小時1.0米/秒4.刮板鏈型式圓環(huán)鏈規(guī)格一中雙鏈2- 26 X 92-C 毫米最小破斷負荷>850千牛鏈條中心距 120毫米刮板間距1104毫米5. 電動機型號Y BSS-160功率轉(zhuǎn)速電壓6. 減速器傳動比冷卻方式7、液力偶合器2X 160千瓦1485轉(zhuǎn)/分660/1140 伏JS-2001水冷YO XD-560傳遞功率8.中部槽160千瓦規(guī)格（長x寬x高）聯(lián)接方式連接強度1200X 730X 275 毫米

37、啞鈴銷連接2000KN9. 緊鏈裝置閘盤緊鏈兼伸縮機尾可微調(diào)10. 整機彎曲性能水平彎曲度士1垂直彎曲度士311. 牽引方式齒軌刮板輸送機的驗算一、輸送能力的計算刮板輸送機是連續(xù)動作運輸設(shè)備，每秒鐘輸送能力為4463 32Q=p （V- Vc/60 ）= x 0.256 x 0.95 x 0.95（1 -亦）=0.77t/sF:溜槽上的最大貨載斷面積，m2 貨載的集散密魔，一般取m3v：刮板鏈速度，m/scV采煤機牽引速度，m/mi n©裝滿系數(shù)，按下表選取輸送情況水平及向下 運輸向上運輸B< 5。B= 5。15 °B> 15。若O Qc，則所選刮板輸送機運輸能

38、力滿足要求一、運行阻力的計算中部槽單位長度內(nèi)裝煤質(zhì)量q =M 3.6V3.6 X1=50.75kg/mQ 700刮板鏈單位長度質(zhì)量qi重載直線段的總阻力WZh =(q 3 + qi 3i )Lg cos B±(q+qi)Lgsin B = ( X 0.7 + 50.75 X0.35)X120 X 10 Xcos10 ± (194.44 + 50.75) X120 X10 Xsin 10 = 181839.4 ±51092.2 = 130747.2 N式中q：中部槽單位長度裝煤量，kg/m3煤在溜槽內(nèi)運行的阻力系數(shù)q刮板鏈單位長度的質(zhì)量，kg/m1刮板鏈在流槽內(nèi)運行

39、的阻力系數(shù)L刮板輸送機的鋪設(shè)長度，mB刮板輸送機的鋪設(shè)傾角，(°)g重力加速度，m/s21、空段直線段的總阻力Wk = q1 Lg( 3 cos B?in B) =50.75 X120 X10 X(0.35X cos 10? sin 10) = 20991.2? 10575.2 = 10416 N 式中字母含義同上式。該段向上運行取 +，向下運行取-O阻力系數(shù)阻力系數(shù)鏈條種類331單鏈雙鏈1、彎曲段運行阻力(1)重段彎曲段的附加阻力Wzhw = 0.1WZh=X 130747.2 = 13074.72N(2)空段彎曲段的附加阻力Wkw = 0.1WK = X 10416 = 1041

40、.6N2、牽引力由逐點計算法得1 咎 編和=2 X (20003000) =2X2500 = 5000NS2= S1 + Wk=5000+10416=15416NS3= S2 + Wc = S2 + (0.050.07)S 2=(1.051.07)S 2=X 15416 = 16340.96NS4= S3 + Wzh = (1.051.07 )S2 + WZh =+134807=主動鏈輪的牽引力為W0 = (S4 - S1) + Wz = (S4 - S1) + (0.030.05 ) X(0 + SJ=(151147.96 - 5000) + 0.04 X (151147.96 + 5000

41、) = 152393.9N牽引力也可做粗略計算，即曲線段運行阻力按直線段運行阻力的10%考慮，機身彎曲段附加阻力按直線段運行阻力的10%考慮，故可彎曲刮板輸送機的總牽引力可按下式計W0 = 1.21(Wzh + Wk) = 1.21(130747.2 + 10416) = 170807.472N2、電動機功率計算(1)對于定點裝載的輸送機，電動機軸上的功率為W0V152393.9 X1N =-= 169.3KW1000 £1000 X0.9牽引系統(tǒng)牽引機構(gòu)的傳動效率，一般取。(2)刮板鏈強度的驗算對于雙鏈刮板輸送機的安全系數(shù)應滿足K二=2X 0.85 X 850000= 9.56 &

42、gt; 4.2Smax151147.96k刮板鏈抗拉強度安全系數(shù)；Sp 一條刮板鏈的破斷力，N麗條刮板鏈負荷分配不均勻系數(shù)，模鍛鏈取，圓環(huán)鏈取Smax ：最大張力點的張力值ZZ4000/17/35液壓支架、MG250/600-WD采煤機、SGZ730/320刮板輸送機幾何關(guān)系示意 圖從頂板條件出發(fā)，支架立柱到煤壁的無立柱空間寬度F 越小越好，它的尺寸組成為F=B+e+G+X =+=式中B:采煤機滾筒的截深，me滾筒后壁到鏟煤板之間的距離，一般取 100200mmx 柱斜置產(chǎn)生的水平增距，它可按立柱最大高度的投影計算H3 = H2 - (h2 + h3) = 1.2 - (0.24+ 0.28)

43、 = 0.68m 根據(jù)網(wǎng)上查閱的資料，al 取 5° ,X=H3 xtan al = 0.68 xtan 5 = 0.06mG輸送機寬度，m,G=f+s+a+b=+=f 鏟煤板的寬度，一般取 150240mm，S輸送機中部槽的寬度，a 電纜槽和導向槽的寬度，通常為 360mm，b 前柱與電纜槽之間的距離，為保證司機的操作安全，此距離應大于200400mm煤層薄時取小值，煤層厚時取大值。則支架前柱到梁端的頂梁懸臂長度 L 應為L=F-B-D-X=支架梁端與煤壁應留有無支護的間隙 D,此間隙為200400mn之間, 煤層薄時取小值，煤層厚時取大值。在空間高度上，支架最小高度H可表示為H=

44、A+C+t=+=式中t :支架頂梁厚度，mmA:采煤機機身高度，為輸送機高度和采煤機底托架高度之和，mmC:采煤機機身上方的空間高度。第四章 工作面運輸巷帶式輸送機的選型設(shè)計參數(shù)1)輸送距離 L,400m；2)輸送機安裝傾角B, 10°3)設(shè)計運輸生產(chǎn)率 Qc ，470t/h4)貨物的集散密度p, p= 0.81.0t/m3一般取 t/m3(5)貨載在輸送帶上的堆積角9，寸于煤一般取30(6)貨載最大塊的橫向尺寸amax ,mm.該值由表查詢。當選用成套設(shè)備時，可根據(jù)具體的使用條件、輸送距離，運輸生產(chǎn)率等基本技術(shù) 參數(shù)初選符合使用條件的帶式輸送機，然后進行驗算?，F(xiàn)初選帶式輸送機為DS

45、J100/63/125技術(shù)特征：1) 、輸送量(DSJ100/63/125 630噸/ 小時2) 、輸送長度 800 米3) 、輸送帶寬度 1000 毫米4) 、輸送帶速度( DSJ100/63/125) 2米/ 秒5) 、儲帶長度( DSJ100/63/125 ) 100 米6) 、主電動機型號( DSJ100/63/125) JDSB-125 功率( DSJ100/63/125) 125KW7) 、電壓 660/1140V8) 、轉(zhuǎn)速( DSJ100/63/125) 1480轉(zhuǎn)/ 分JS2009) 、減速器型號( DSJ100/63/125)總速比( DSJ100/63/125 )10)

46、、液力耦合器( DSJ100/63/125) YL 500630毫米2個11) 、傳動滾筒直徑12) 、傳動滾筒數(shù)量13）、卸載滾筒直徑400毫米14） 、改向滾筒直徑©15） 、承載滾筒直徑©16）、漲緊絞車電機400、© 320 毫米108毫米功率電壓繩速最大牽引力17）、與轉(zhuǎn)載機搭接長度JH2-5660V/380V10.2米/分50KN12米18）、機頭外形尺寸3450X 2539X 1641 毫米19）機尾外形尺寸20）單位輸送帶的質(zhì)量21）、整機重量（DSJ100/63/125）16300X 1606X 678 毫米m93500公斤1、輸送能力與輸送帶寬

47、度的計算帶式輸送機能力為Q= KmB2VpC = 458 X12 X1.8 X0.95 X0.9 = 704.8t/h 式中Q:帶式輸送機輸送能力，t/h ;V :輸送帶運行速度，m/s；B :輸送帶帶寬度，mP：貨載的集散密度，取m3;Km :物料斷面系數(shù)，由表2-3查得Cm :輸送機傾角系數(shù)，由表2-4查得表2-3物料斷面系數(shù)動堆積角910°20°25°30°35°Km316385422458466輸送帶寬為對于未過篩的松散物料B=V-QKm v pCm470458 x 1.8 x 0.95 x 0.9表2-4輸送機傾角系數(shù)輸送機安裝傾角B

48、0° 7°8° 15°16° 20°Cm0.90.8計算的運輸能力應滿足 Q> Qc。否則應重選帶式輸送機。t/h >470 t/h，符合要求。如給定工作面運輸巷設(shè)計運輸生產(chǎn)率 Qc（ t/h），則可滿足運輸生產(chǎn)率的要求的最小B> 2 amax + 200 = 2 X400 + 200 = 1000mm現(xiàn)在輸送機的寬度為1m,符合要求。不同寬度的輸送帶運送物料的最大塊度B/ mm500650800100012001400160018002000%/mm100130180250300350420480540Smax/m

49、m1502003004005006007008009002.運行阻力的計算(1) 直線段運行阻力帶式輸送機的基本運行阻力包括重載段阻力和空載段阻力兩部分如下圖所示W(wǎng)zh = (q + qd + qg)Lg cocos B± (q+ qd)Lgsin B=(65.3 + 23.1+ 14.7) X400 X10X0.05 cos10+ (65.3 + 23.1) X 400 X10 Xsin 10 = 81708.7 NWk = (q d + q；)Lg o" cos B ±qd Lgsin(23.1 + 8.8) X400 X 10 X0.04 Xcos 10-

50、23.1 X400 X10 Xsin 10 =式中輸送帶向上運行取+,向下運行取-。兩個公式的正負號總是相反 q：單位輸送帶的貨載質(zhì)量，kg/m.Qq - 3.6V "470=3.6 X2- 65.3kg/mqd :單位輸送帶的質(zhì)量，取 mL :輸送機的鋪設(shè)長度，mg：重力加速度，m/s2.B：輸送機的鋪設(shè)傾角，（°。J, 3”：輸送帶在重載段、空載段的運行阻力系數(shù)，見表2-6.qg, q'g :重段、空段折算到單位長度的托輥轉(zhuǎn)動部分的質(zhì)量，kg/m。用下式計算，Gg22qg =廠= Ig:15 = 14.7kg/m1.5"Gg22qg = - = 8.8

51、kg/mIg2.5式中Gg，Gg :重段、空段每個托輥轉(zhuǎn)動部分質(zhì)量，kg，見表2-7Ig :重段托輥間距，一般??；ig :空段托輥間距，一般取23m表2-6輸送帶運行阻力系數(shù)工作條件托輥形式槽形托輥（3）平行托輥（3"）滾動軸承含油軸承滾動軸承含油軸承清潔干燥少量塵埃，正常濕度0. 025大量塵埃，濕度大表2-7托輥轉(zhuǎn)動部分質(zhì)量托輥形式帶寬B/mm500650800100012001400g, G/kg槽形托輥鑄鐵座111214222527沖壓座8911172022平行托輥鑄鐵座81012172023沖壓座7911151821(2)輸送帶繞經(jīng)改向滾筒的阻力輸送帶繞經(jīng)改向滾筒的圍包角最

52、大為180°阻力按下式計算，圍包角小，將系數(shù)取小些W從 =( 0.050.07)SY式中W從：輸送帶繞經(jīng)改向滾筒的阻力，NS輸送帶在改向滾筒相遇點的張力，N(3)輸送帶繞經(jīng)驅(qū)動滾筒的阻力W主 = (0.030.05) (Sr + SL)式中W主：輸送帶繞經(jīng)驅(qū)動滾筒的阻力，NSY:輸送帶與驅(qū)動滾筒相遇點的張力，NSl :輸送帶與驅(qū)動滾筒分離點的張力，No3輸送帶張力的計算(1) .用逐點計算法找出了 Si與S4的關(guān)系.因為 S2=Si+WKS3 = S 2 +W2 3S4=S3+WZhS4 =Si +WZ h +WK+W2 3W 3 = =(S 1 + WK)S4=Si + WZh+WK+(S 1 + WK)=+ WZh +(2) 按摩擦轉(zhuǎn)條件并考慮摩擦力備用系數(shù)找出&和S1的關(guān)系W)maxS4 - Si q =0(e 1)ya 4所以S4= S(1 +容)式中n：摩擦力備用系數(shù)，一般取n =1.2 ;卩：輸送帶與驅(qū)動滾筒之間的摩擦系數(shù)，對于井下，如果驅(qū)動滾筒采用鑄膠，一般取遷0.3a圍包角，