綜采工作面主要設備選型設計(正原)

(完整(完整word)112310名目第一章序言第一節(jié)概論……………其次節(jié)選型設計原始資料……………第三節(jié)綜采工作面主要設備的選型原則……………其次章采煤機的選型……………第一節(jié)采煤機選型…………………其次節(jié)液壓支架的選型………………第三節(jié)乳化泵的選型………………第三章刮板輸送機的選型……第四章可伸縮性膠帶運輸機的選型………………第一章概述………其次章采區(qū)負荷統計表及供電系統確定…………綜采工作面主要設備選型設計第一章 序言第一節(jié) 概論開采技術進展史：煤炭被譽為工業(yè)的糧食,做為能源的重要的一局部，在我國開采有著悠久的歷史，開采技術經受了漫長的階段.運輸力氣有限，工作面長度大多在一百米以下，五十年月后期，承受了運輸力氣較大，強度較高的刮板鏈運輸機，為改進爆破技術，實現爆破裝煤種截煤機。開頭推廣使用金屬支柱，六十年月末期，淺截深滾筒式采煤機組.(滾筒采煤機與可彎曲刮板輸送機刨煤機組以及與之配套的金屬支柱,鉸接頂梁的使用，把回采工作面生產技術提高到一個的水平,使破煤、裝煤、運煤根本上實現了機械化、連續(xù)化.解放了工人笨重體力勞動，提高了勞動生產率和工作面生產水平，同時，也簡化了生產工序,改善了勞走向了世界先進水平行列。其次節(jié) 選型設計的原始條件1、礦井內有兩層可采煤層，煤層傾角10～1，平均傾角1。雙龍0.35~0。8m，平均厚約0。42m,煤層構造簡潔，由兩分層及0。17～0。5m，0.05～0.4m，夾矸(LS)0.7m，0.62m0。26～0.40m，下連為中灰〔MA〕、低硫(LS〕、高熱質(GQ)煤、煤類為無煙煤三號〔WY3〕.采煤塵無爆炸危急性,煤的自燃傾向性為Ⅲ類，屬不易自燃煤層，礦井水中等.其次章采煤機的選型〔一〕采煤方法及采煤工藝選擇本礦設計承受傾斜長壁采煤法，高檔普采采煤工藝?！捕巢擅汗に嚰肮ぷ髅嬖O備選型1、工作面采煤、裝煤、運煤方式工作面承受采煤機落煤，運行時端部斜切進刀，一個循環(huán)一個進尺，采煤機鏈條牽引運行，落煤時滾筒實現裝煤,局部煤炭需要人工裝煤，承受刮板輸送機運煤。2、采煤工作面設備選型〔1〕采煤機選型1)采煤機選型原則數選取合理，有較大的適合范圍；產力氣；2〕采煤機參數確實定：①設計投產工作面長度為150m，采煤機應具有的生產力氣按下式計算：Q=Qh

/〔DTK)y式中:QhQ

——設備小時生產力氣,t/h；——要求的單工作面年產量,150kt；yD—-年工作天數，330d；T—-每日生產小時數,12h；K0.4.Q=150000/〔330×12×0。4〕=94.7t/hhQh

所需的采煤機工作牽引速度按下式計算:V=Qc

/(60BHγC)h式中:Vc

-采煤機割煤速度，m/min；B0.6m；H-煤層厚度,0。62m,薄層炭質泥巖夾矸一起計入煤層厚度的平均采高為m；γ—煤的視密度m3C—工作面回采率，0。97.V=94.7/〔60×0.6×0。7×1.4×0.97〕=2。76m/mincD依據前述所選的采煤機割煤方式,設計考慮滾筒直徑應不小于0。80m。④截深B：依據煤層頂底板條件、瓦斯含量及生產力氣等方面因素，并參考現B=0。6m。⑤采煤機實際生產率Q=60MBVγK式中:Q—采煤機生產率，t/h；M-平均采高，平均取1。2m，承受雙滾筒采煤機，滾筒直徑0。8m，二趟割全高；B—截深，0。6m；V—采煤機截煤時的實際牽引速度，考慮到國內機采工作面采煤機的實際1。9m/min；γ—煤的密度,為mK—工作面回采率，0.97。Q=60×1.2×0。6×1.9×1.4×0.97=111。5t/hP裝機功率包括割煤電動機、牽引電動機、液壓泵電動機、機載增壓噴霧泵電動機等全部電動機功率.a、用單齒比能耗法計算P=Q

Hmaxw式中：Q

—采煤機理論生產率，111.5t/h；maxH0.65kW·h/t。wP=111.5×0。65=72。5kWb、依據截割阻抗選取礦井煤層普氏系數在2～4之間,截割阻抗為2.4～3.3kN/cm，依據《高產高效綜采工作面設備選型與配套》中裝機功率推舉值，采煤機裝機功率P65kW~130kW.3〕采煤機選型依據上述參數計算，考慮到礦井開采技術條件的簡潔性以及采煤機的通用性，并與同類礦井現有采煤機類比，工作面承受MG170/410-WD型溝通電牽引采煤機，3—7-1、3—7—2。4)其它設備工作面刮板輸送機力氣要大于工作面采煤機生產力氣的1。2倍,工作面配套刮板輸送機選用SGB630/220400t/h220kW1140V。03-7—1MG170/410—WD0序號項目單位數值1采高范圍m1.3-2。92m2適宜煤質硬度ff≤43總裝機功率kW4114煤層傾角°≤355機面高度mm11006調速方式溝通變頻調速7牽引方式無鏈牽引8內、外噴霧壓力MPa6。39配套工作面輸送機SGB630/22010外形尺寸mm6053×984.5×7011整機重量t25由于煤炭較薄，沒有大塊煤，不配套裂開機,應配套轉載機，選用SGB620/40T100t/h,設計長度100m40kW,電壓等級為1140V帶式輸運機選用DTL80/20/75X型,輸送量為200t/h655m2.0m/s75kW660V。選用BRW200/31。5型乳化液泵兩臺與XR200/16A乳化液箱一臺共同組成乳化液泵站為工作面液壓支架供給動力源。BRW200/31.5型乳化液泵公稱壓力為31。5Mpa200L/min.工作面運輸巷選用JD—2.5A型調度絞車提升礦車運輸材料、設備。三、工作面頂板治理方式及支護設備選型其次節(jié)液壓支架的選型1、支護選型該礦1123(a)工作面及1123(b)工作面均承受ZH2023/14/19.5Z型整體頂梁組合3-1。項目單位參數備項目單位參數備注支架高度m1.4～1.95支架寬度m0。96工作阻力kN2023初撐力kN1545行程mm550支柱數量根4 Φ350mm支柱直徑mmΦ125支護強度MPa0。60采煤工作面選用BRW125/31。5型乳化液泵兩臺與乳化液箱一臺共同組成乳化液泵站為整體頂梁組合懸移支架供給動力源。2、頂板把握1123(a〕工作面及1123(b〕工作面均承受ZH2023/14/19。5Z型整體頂梁組合液壓支架支護頂板,最大控頂距3.6m，最小控頂距2。4m；放頂步距為0.6m，全部垮落法治理頂板.8高頂板自重計算支架支撐力，該礦煤層的采高取1。2m，經計算采煤工作面支護強度為149。6kN/m。P=N×M×γ×9.8×103式中：P——支架單位面積上應有的工作阻力〔即支護強度，N-支架荷載相當于采高巖重的倍數，取N=8；M——煤層平均采高，m；γ-—頂板煤層平均容重，取。mP=8×1?！?。59×9.8×103＝149.6kN/m2ZH2023/14/19。5Z型整體頂梁組合液壓支架工作阻力2023kN/架，支架承載0.8PP=2023×0。8=1600kN/架單工作面支護密度ρ=W=

149.6

=0.094架/m2P 1600式中：ρ—支柱密度，根/m2；W—支護強度,kN/m2;P—支架實際承載力氣,kN/架；確定架距依據工作面推動度0。6m；據此確定間距。R=1/〔Lρ〕=1/〔0。6×0.78〕=2.14m式中：R-間距，m;L—推動度,m；依據計算，確定工作面承受支架間距為1。0m，推動度0。6m。四、工作面回采方向采煤工作面承受后退式開采，工作面自帶區(qū)邊界向水平運輸巷方向推動。五、采煤工作面循環(huán)數、年推動度及工作面長度〔一〕工作面循環(huán)數回采工作面承受ZH2023/14/19.5Z型整體頂梁組合液壓支架支護頂板，工作面采煤機采煤，ZH2023/14/19。5Z型整體頂梁組合液壓支架支護頂板，刮板輸送機運煤，采煤機運行時承受雙向割煤方式，斜切進刀，自開缺口，來回一次割兩刀。雙滾筒采煤機完整割一刀煤所需時間〔T)T=〔L-l)/V+t=〔150—18〕/2+30=96(min〕d c 1式中：td

-—采煤機割一刀所需時間，min；L-150m；l—-采煤機采煤開口長度,依據采煤機型號取l=18m;V2.0m/min;ct——斜切進刀時間〔采煤機反向操作及進刀所需時間)，取30min。1采煤機日進刀數(N，依據工作面條件及設備力氣)式中:N-—采煤機日進刀數，刀；K--采煤機正常開機率，取0。80；t一班預備”時取htd依據以上計算，MG170/410—WD型溝通電牽引采煤機雙滾筒采煤機完整的割一刀煤時所需時間為96min，采面工作制度為兩班采煤，一班預備，每班工作時間不8h884.8m。(3)工作面年推動度(A〕A=N×n×S×K=8×278×0。6×0.75=1000m式中：A——工作面年推動度,m/a；n——年工作天數，取330d；N-—采煤機日進刀數，取9刀；S——采煤機截深，取0.6m；K75%。〔二〕工作面年推動度及長度278d，每刀推動0.6m,4.8m751000m.六、采煤工作面生產力氣〔一〕工作面生產力氣核算礦井移交生產時，移交一個帶區(qū)即一帶區(qū)1個對拉采煤工作面保證產量，采煤工作面生產力氣依據下述公式計算：A＝(L采 1

Mlr111

C)×10-31式中：LM

––––工作面長度,上下連煤層150m.i––––煤層平均厚度，上下連煤層平均厚度0。62m;il––––工作面年推動長，上下連煤層1000m278d,每天兩班i采煤，一班預備每天8個循環(huán),每個循環(huán)進度。6m,正規(guī)循環(huán)率75％。r––––煤層視密度，1.4t/m3iC0.97。i(完整(完整word)112311A＝(150×2×0.62×1000×1.4×0.97〕×10-3＝250kt/a3％的掘進出煤,礦井移交生產時的生產力氣為：A＝1。03×A采＝1。03×250＝257kt/a移交生產時，全礦井布置一個帶區(qū)，一個對拉機采工作面，工作面長150m，年1000m150kt/a七、帶區(qū)及工作面回采率85%，97％。第三節(jié)乳化液泵的選型高檔采煤工作面支護設備供給高壓乳化液,也可以作為其它液壓設備的動力源?！惨弧潮谜緣毫Υ_實定泵站壓力必需滿足立柱初撐力和千斤頂最大推力的要求，做為動力源。P≥KPmb式中：b——泵站的壓力K——考慮泵站到支架的管路壓力損失系統,一般取1。01——依據立柱或千頂最大推力算得的壓力1、立柱的初撐力所需泵站壓力Pm(完整(完整word)112313Pm=P/〔Aη9.8)初 立式中P—-支架初撐力 千牛頓初P=1682KN初A=立柱活塞面積2立A=π/4×d2立d—-立柱活塞直徑 厘米2d=130mm=13cmAπ/4×〔D2-d2〕=3。14/4×〔1402-1302〕=2100cm2立Pm=P/〔Aη9。8)=1682×103/(2100×。8×。6)=31MPa初 立2PM2P=P/〔A×9。8)M2 max maxP——支架上最大千斤頂的推力306KNmaxA—-支架上最大千斤頂活塞的面積 maxd=推移千斤頂活塞腔的直徑PM2=Pmax/(Amax×9。8〕=120.8×103/〔410×9。8)=30MPa依據計算出PM1 PM2選最大值M故b≥KPm=1。01×31=31.3MPa(二〕、泵站流量的計算:液壓支架的移置速度應大于采煤機的牽引速度，由此推算出泵站流量，一般按一臺支架全部立柱和千斤頂的同時動作來估算.Qb≥k2〔Qi〕vq/A×10-3升/分式中:Qb—-泵站所需流量升vq——采煤機的牽引速度米/分A—-支架的中心距 A=1。5米k2∑Qi—-一臺支架全部立柱和千斤頂同時動作所需的流量1Q1Q=4×π/4×d2L1升1式中：d—-立柱活塞腔直徑130MML1-870MMQ=π/4×dL1×10—6升1=314/4×(1302870×10—6〕=11.5升2、側推千斤頂所需流量的計算：式中：d——側推千頂活塞腔直徑45MML170MM2Q——移架時護幫千斤頂所需流量升2Q=2×π/4×2L×10—6=2×3。14/4×(452×170×10-6〕2 2

=0。5升3Q的計算：3Q=π/4d2L×10-63 3式中：d——前推溜千頂活塞腔直徑70MML--移架時護幫千斤頂伸縮量700MM3Q——移架時護幫千斤頂所需流量升3Qπ/4dL×10—6=3。14/4〔702×70010—6)=2。6升3 34、后推溜子千斤頂:Q=π/4×d2L×10-6升4 4式中:d—-后推溜子活塞腔直徑70MML——活塞伸縮量700MM4Q=π/4×dL4×10-6升4=314/4×〔702×700×10—6〕=2.6升5、插板千斤頂：Q=2×/4×d2L×10—6升5 5式中：d—插板千斤頂活塞腔直徑45MML400MM5Q2π5

×10—6=2×。14/4〔452×400×10-6)=1。2升56、尾梁千斤頂:Q=2×π/4×d2L×10—6升6 6式中:d—尾梁千斤頂活塞腔直徑70MML340MM6Q=2×π/4×L6

×10-6=2×3.14/4(702×340×10—〕=2.6升7、伸縮梁千斤頂：Q=2×π/4×d2L×10-6升7 7式中：d—伸縮梁千斤頂活塞腔直徑45MML——活塞伸縮量700MMQ7=2×/4×d2L7×10-6=23.14/4(452700×10-6)=2。2升泵站所需流量:Qb≥k2(∑Qi)vq/A×10—3升/=1.2×(11.5+0.5+2.6+2.6+1.2+2。6+2。2)×6/1。5形式規(guī)格形式規(guī)格mm中雙鏈22×86-C破斷拉力kN≥610刮板鏈mm120=111升/分依據所需泵站的壓力和流量，確定選BRW—200/315型乳化液泵，高壓進液管φ19MM，總回油管φ25MM，支干線φ13MM，支線φ10MM。第三章刮板輸送機的選型一、刮板輸送機1123對拉采煤工作面安設2SGZ630/220型(主要技術特征見表3-9-8〕刮板SGB620/40T〔3-9-9〕刮板輸送機.規(guī)格與性能型號SGZ630/220刮板輸送機規(guī)格與性能型號SGZ630/220刮板輸送機刮板鏈運輸力氣t/h400出廠長度m190刮板鏈速度m/s1.0中部槽尺寸mm1500×590×250中心距型號功率kWYBS—1102×110電動機 電壓V660/1140轉速r/min1470規(guī)格與性能型號表規(guī)格與性能型號刮板運輸力氣t/hSGB620/40T150輸出廠長度m100送刮板鏈速度m/s0.86機中部槽尺寸mm1500×620×180形式邊雙鏈刮板鏈規(guī)格mmφ18×64-B緊鏈方式摩擦式刮板間距mm1024型號DSB—40—4功率kW40電動機電壓V660/1140轉速r/min1470依據工作面地質條件,采煤機的生產力氣和煤機的配套狀況，初選為SGZ—630/220兩套前、后用刮板運輸機。輸送力氣600/小時出廠長度200刮板鏈速0。937/秒刮板鏈型式雙邊圓環(huán)鏈規(guī)格24×86電機功率2×110電機型號KBYD55/110電機電壓660/1140V刮板間距1030緊鏈形式液壓缸式二、技術數據校驗1、運輸生產力氣的校驗〔1〕、F=1/2×(430×770〕=16550mm2q=1000FΨγ(3〕QＱ＝3600FΨγV式中：F——貨載最大橫斷面積〔米2〕Ψ——0.65~0。9/米V—-刮板鏈運行速度米/秒Ｑ＝23600FΨγV

2〕取。85~1。0=3600×0.16555×0。8×0.9×0。937=804689/小時刮板輸送機運行阻力計算:Wzh=ql(WcosB±sinB〕+q0l〔w1cosB±sinB)=〔qw+q0w1)lcosB±〔q+q0lsinB式中l(wèi)—-刮板輸送機鋪設長度 MB-—刮板輸送機安裝傾角°q——輸送機上每米長度貨載重力公斤/米q0-—刮板鏈單位長度重量公斤/米Wzh-—貨載在溜槽中移動的阻力系數w1-W—-刮板鏈在下部溜槽中移動阻力系數q=Q/3600V=600×1000/3600×0。937=177.87/米Wzh=ql〔WcosB±sinB〕+q0l(w1cosB±sinB〕=(qw+q0w1)lcosB±(q+q0〕lsinB=(177。87×0。7＋52.08×0。3)180cos13°－〔177.87＋52。08)180sin13°=15296.3W1k=q0l(w2cosB±sinB)=52.08×180(0。3180cos13＋sin13°)=4839.06公斤〔3)可彎曲刮板輸送機主動鏈輪牽引力為W0=1.21(Wzh＋W1k)=1。21〔15296.3＋4839.06)=24363.35公斤電機功率的校驗Nmax=W0V/1000η〕=24363.35×0.937/〔102×0。82)=272.93KW式中:W0——刮板輸送機的牽引力V-—牽引機構運行速度米/秒η——傳動裝置的效率取0.8～0。83〔2〕電動機最小軸功率Nmin=1.1×2q0lW1cosBV/(102η〕=1.1×2×52.08×180×0。3cos13°×0.937/(102×0。82〕=67.53KW式中:q0-—刮板鏈單位長度重量公斤/l-—刮板輸送機鋪設長度 MB——刮板輸送機安裝傾角°V—-牽引機構運行速度米/秒η—-傳動裝置的效率取0.8~0。83(完整word)1123(3〕、電動機等效功率N≈0。6N2 ＋NN＋N2d max maxmin min=187.33KW式中：N——刮板輸送機滿負荷時電動機最大功率maxN——刮板輸送機空載時電動機的最小功率min〔4〕校驗電動機容量N=1.15N0 d=1。15×187。33=215KW＜220KW此運輸機功率滿足要求取主動輪上的分別點為最小張力點一般刮板鏈輸送機每條鏈子的最小張力點S=400～600公斤 取500公斤小S=S+WK=500+4839.06=5339.062 小 1S=1.06S1。06×5339。06=5659.403 2刮板鏈強度的計算K=2Sλ/(1.2S〕≥3。5p max=2×7。2×0。65×1000/(1。2×20955。70〕=3。72＞3。5式中:S——刮板鏈最大靜張力KNmaxSpK-—動張力系數取1.1～1.2λ——雙鏈負荷安排不均系數,對于模鍛鏈取0.6519(完整(完整word)112320通過以上驗算刮板輸送機滿足要求,選用合理。三刮板輸送機可能發(fā)生的事故分析1、設備檢修過程中，操作人員未按規(guī)定操作導致傷人。2、刮板機運行過程中,行人跨越刮板輸送機造成對人體的損害.四．刮板輸送機防治措施10。5m；輸送機機頭與機尾處與巷0。7m.2、刮板輸送機的橡套電纜必需嚴加保護,避開水淋、撞擊、擠壓和跑崩。每班必需進展檢查，覺察損傷，準時處理.3、嚴格保證安裝刮板輸送機質量，作到平、穩(wěn)、直。4、嚴禁使用刮板輸送機運送支柱等超長，超寬物料。5、刮板輸送機斷鏈處理應制定安全措施。6、行人上、下班,不得跨越刮板機,并保持足夠的安全距離.7、刮板輸送機必需安設能發(fā)出停頓和啟動信號的裝置，發(fā)出信號點的間15m。8倒支架的安全措施?；夭晒ぷ髅妗⒐ぷ髅鏅C巷選用刮板輸送機運輸，實行如下安全措施：12運行刮板運輸機。3、刮板運輸機安裝要到達“三平”、“三直”、“一穩(wěn)”的要求。4515m.6、刮板運輸機的液力偶合器，必需按所傳遞的功率大小，注入規(guī)定的難燃液,并經常檢查有無漏失。易熔合金塞必需符合標準,并設專人檢查、去除塞內污物，嚴禁用不標準的物品代替。7、刮板運輸機的液壓裝置,必需完整牢靠。8、停機檢查或修理時,必需切斷電源將開關閉鎖,嚴禁帶電作業(yè)。9、準時處理機頭和機尾的浮煤和矸。10、開動刮板輸送機前，必需對刮板輸送機進展全面檢查，覺察缺件、隱患準時處理前方可開車.11處理障礙物。12、刮板機運行中，在搭接機頭卸載處正前方3m內嚴禁站人，以防煤塊拋出傷人；不準人員從機頭上部跨越，不準清理轉動部位的煤粉或用手調整刮板鏈。13、刮板機運行中，應常常檢查準時緊鏈，防止鏈條松弛和斷鏈傷人。14、刮板運輸機嚴禁乘人，用刮板運輸機運送物料時,必需有防止頂人和頂倒支柱的安全措施。15、嚴禁在運行時人員蹬溜代步。16、工作面刮板輸送機與煤壁要留有200mm炮道，放炮前要打好撐子，以防蹦車。17、刮板輸送機要設專人維護，定時檢修,確保正常運轉。18、移動刮板運輸機時，必需有防止冒頂、頂傷人員和損壞設備的安全措施。19、必需打牢刮板輸送機的機頭、機尾錨固支柱。200.5m；輸送機機頭的機尾處與巷幫支護的距0。7m。(完整(完整word)1123221、膠帶運輸設備型號及主要技術參數1〕工作面運輸機巷安設DTL80/40/2×75型帶式輸送機對煤炭進展運輸，其技9-2-1。輸送機型號帶速(m/s)輸送能電機功力〔t/h〕輸送機型號帶速(m/s)輸送能電機功力〔t/h〕率〔kW〕輸送帶型號帶寬(mm)DTL80/40/2×7524002×75ST/S12508002、井巷參數1〕工作面運輸機巷膠帶輸送機運輸距離：L＝600m；安裝傾角：11°.3、相關參數校驗1〕工作面運輸機巷膠帶輸送機〔1〕AC2003631AC200363120.94式中：B′——輸送帶計算寬度，mm；A——運輸生產率，200t/h;K——貨載斷面系數,取K＝363;γ—貨載的散集密度＝mυ——輸送帶的運行速度，查表取υ＝2.0m/s；C——輸送機的傾角系數,取Cst

＝0。94.st經計算B′＝293mm(2)按貨載塊度計算輸送帶寬度B″≥2α

＋200ma(完整(完整word)112329式中：α

——煤的最大塊度,200mm；maB″——輸送帶計算寬度，mm。B″＝600mm依據以上計算，選用ST/S1250型煤礦用鋼絲繩芯阻燃輸送帶,寬度800mm，輸q

＝19.76kg/m。d〔3)傳動滾筒圓周力計算F=CfLg[q+q+(2q+q)Cosδ］+qHg+F+F=47860Nu RO RU B G G S1 S2式中：Fu

--圓周驅動力NC—-附加阻力系數，取C=1。2f—-模擬摩擦系數，取f=0.012；L--輸送機長度,L=600m；g-—重力加速度，g=9.81m/s2；q,q=10.59k/m；RO ROqqRU

=2。91kg/m；RUq-—每米長輸送帶的質量，qB

=19.76kg/m;q——每米長輸送物料的質量，qG

=27.78kg/m；δ——輸送機的傾角，δ=11°；F+FF+F=1920N.S1 S2 S1 S2〔4〕功率計算傳動滾筒所需總軸功率：

P=FA

·V=96kWu式中：V——輸送機帶速，V=2.0m/s輸送機承受單滾筒驅動，驅動單元的軸功率為PA驅動單元電動機所需功率：

=96kW。P=KPM

/η=136kWA式中:K——備用系數，K=1.2；η-—傳動效率，η=0.85。依據上述計算驅動單元電動機選用2×75kWYB2-280S—4〔N=75kW，U=660V,n=1490r/min，η(5)安全系數校驗

=0。93，λ=2.2〕.d下(傳動滾筒與輸送帶間的摩擦系數,取0.35，輸送帶的最大張力：Fmax

=78775N。輸送帶的安全系數：

nσ·B/F=12。79max式中：σ——輸送帶縱向扯斷強度,選取σ=1250N/mm。B——輸送帶帶寬，B=800mm。輸送帶的安全系數符合要求?！?)運輸力氣計算：Q=KB2VγC

＝363×0。2××1×。94＝436(t/h)st式中:Q—-皮帶運輸力氣，t/h;K—-斷面系數，取363；B—-帶寬，0.8m；V-—帶速，2.0m/s；γ—貨載的散集密度，γ＝1t/m；C——傾角系數，取0.94。st〔7〕設備型號確定經以上計算,工作面運輸機巷安設DTL80/40/2×75型帶式輸送機，配套電機功75kW。3。運行參數1、工作面運輸機巷膠帶輸送機1〕3302〕帶速：2.0m/s；3〕運量：Q=KB2VγC

＝363×0。2××1×。94＝436(t/h〕st式中：Q-—皮帶運輸力氣，t/h;K——斷面系數，取363;B——帶寬，0.8m；V——帶速，2。0m/s；γ-—貨載的散集密度γ＝1t/m3；C——傾角系數，取0.94。st閱歷算，所選帶式輸送機滿足煤炭運輸要求。4)合理性、安全性分析帶寬：B″≥2α

＋200＝600〔mm〕ma輸送帶安全系數：工作面運輸機巷膠帶輸送機：m＝12.79＞10，符合要求.〔3)由廠家配套膠帶輸送機制動裝置；膠帶輸送機配置ZJZ—SⅠ型礦用膠帶輸送機綜合保護裝置。(4〕帶式輸送機巷道中行人跨越帶式輸送機處應設過橋。在機頭和機尾必需裝設防止人員與驅動滾筒和導向滾筒相接觸的防護欄。(5〕液力偶合器嚴禁使用可燃性傳動質〔調速型液力偶合器不受此限)?！?)帶式輸送機所用輸送帶為礦用阻燃輸送帶。并在皮帶輸送機的機頭和機尾各配置2臺滅火器?！?)膠帶輸機巷內敷設消防除塵灑水管路,在鋪設的管路中每間隔50m并在皮帶輸送機的機頭和機尾各配置2臺滅火器?！?〕輸送機與巷幫支護的距離不得小于0.5m；輸送機機頭和機尾處與巷幫支0。7m。3。1帶式輸送機供電及傳動器進展把握。膠帶輸送機承受單滾筒驅動.。帶式輸送機的電氣保護1ZJZ—SⅠ型礦用膠帶輸送機綜合保護裝置一套,該保護裝置具有低速、超溫、滿煤、堆煤、跑偏、撕帶及煙霧保護功能，并配有超溫自動灑水滅火裝置、膠帶張緊力下降保護裝置和軟制動裝置.2、帶式輸送機巷安設煙霧傳感器和一氧化碳傳感器對膠帶輸送機進展監(jiān)控。3、帶式輸送機機頭及機尾設火災報警及自動滅火系統，并裝設監(jiān)測監(jiān)控裝置與礦井監(jiān)測監(jiān)控系統聯接。4、沿膠帶輸送機人行側設置緊急停車裝置。使用膠帶輸送機的安全措施1、帶式輸送機托輥的非金屬材料零部件和包膠滾筒的膠料，其阻燃性和抗靜電性必需符合有關規(guī)定。2、巷道內有充分照明。3、帶式輸送機巷道中行人跨越帶式輸送機處應設過橋。在機頭和機尾必需裝設防止人員與驅動滾筒和導向滾筒相接觸的防護欄.4、液力偶合器嚴禁使用可燃性傳動介質〔調速型液力偶合器不受此限。5、帶式輸送機所用輸送帶為礦用阻燃輸送帶。6ZJZ-S具有低速、超溫、滿煤、堆煤、跑偏、撕帶、煙霧和沿線急停、輸送帶張力下降等保護功能，并配有超溫自動灑水滅火裝置.7、帶式輸送機巷安設煙霧傳感器和一氧化碳傳感器對膠帶輸送機進展監(jiān)控。8、帶式輸送機機頭及機尾設火災報警及自動滅火系統，并裝設監(jiān)測監(jiān)控裝置與礦井監(jiān)測監(jiān)控系統聯接。9、沿帶式輸送機巷人行側設置緊急停車裝置。1005m;輸送機機頭的機尾處與巷幫支護0.7m。11、膠帶輸機巷內敷設消防除塵灑水管路，在鋪設的管路中每間隔50m設支管和閘閥,并在機頭設置自動灑水滅火裝置，在機頭、機尾位置設置噴霧降塵裝置.第五章機車運輸設備5。1機車+838m運輸石門和巖石運輸平巷需CTY5/6G型防爆特別型蓄電池電機車2臺運輸。CTY5/6G9—3—1.項目參數小時制機表項目參數小時制機機車型號粘重〔t〕CTY5/6G5長3225外形尺寸寬994〔mm)高1550牽引高度320軌距〔mm)600軸距〔mm〕900牽引力〔kN〕7。24速度(km/h〕7電流〔A〕47長時制 速度〔km/h〕9。8牽引力〔kN〕2。84型號DZQ－7。5dI牽引電動功率(kW〕7.5臺數2調速方式綜合制動方式制動方式最小曲率半徑機械6。5充電設備CKF-200/290型可控硅充3礦車MGC1。1—6A136MC1-6A14MP1-6A8輛，MPC10-620PRC12-6/379—3-2.5-3—1礦車規(guī)格特征表礦車容積載重(t) 外形尺寸軌距軸距自重類型(m3)名義 最大 長 寬 高〔mm〕(mm)載重 載重 〔mm〕(mm〕(mm〕(kg)MGC1。1—6A1。11。020238801150600550592MC1—6A1。02。920238801150600550494MP1—6A1.02.02023880450600550438MPC10—6103460130030060011001010PRC12—6/6車載人數：12446010241520600150014605。3.1運行參數1、礦井生產力氣：150kt/a。2、+838m運輸石門和巖石運輸平巷：L＝1。8km，i＝3‰。3、矸石率：10％。4、裝載容器：載煤、矸選用MGC1.1-6A型固定車箱式礦車,礦車自重592kg。PRC12—6/61460kg。533015h。6、煤的松散容重:1t/m3；矸石容重：1。8t/m3.7、機車的牽引力氣1〕按粘著力條件來確定機車的牽引礦車數:n P (

1)1 GG ( i)g1.075ao zh pn 5 ( 9.80.24 1)331 0.5921.0 (0.01350.003)9.81.0750.04式中：n

——牽引礦車數，輛；1P—-機車質量,5t;G——礦車質量,0。592t；G1。0t；0ψ--起動時的粘著系數，撒砂起動時取ψ=0.24；qωωzh

=0.0135;??——軌道平均坡度，??p

=0.003；g——重力加速度，取g=9.8m/s；a-—列車起動時的加速度，取a=0。04m/s。n1

=33依據電機允許溫升和機車制動距離經計算確定：煤車串車由25輛MGC11—6A型固定車箱式礦車組成;矸車串車由16輛MGC1。1—6A型固定車箱式礦車組成;運PRC12—6/652)機車電機過熱力氣校核蓄電池機車牽引空車時的牽引力F＝1000(P+nGk

〕g〔ωo

+i〕/2k pF＝1000(5+25×0。592)×9.8×〔0。011+0。003〕/2＝1358Nk(2〕蓄電池機車牽引重車時的牽引力F=1000［P+n〔G+Gzh

)］g(ω

—i〕/2y pF＝1000〔5+25×1。592〕×9.8×(0。009－0.003〕/2＝1317Nzh〔3〕依據蓄電池機車牽引電機的特性曲線得I=44.87AzV=10。17km/hzI=46.08AkV=10。06km/hk〔4)列車的運行時間t 80L、tk V k

80L、TtV z

t ztktz

801.814.31min10.06801.814.16min10.1753.47min〔5)均方根電流t It I2t I2k k z T14.3114.3146.08214.1644.87253.47I 1.25 41.48Aj依據上述計算,蓄電池機車運行時的均方根電流小于蓄電池機車允許電流47A。3〕機車制動力氣校核〔1〕煤車制動力氣：0.0414710.172TL 59.80.17 17.5m＜40mT(0.0090.003)9.8525(1.00.592)(2〕人車制動力氣0.0414710.62TL 59.80.17 6m＜20mT符合《煤礦安全規(guī)程》的規(guī)定。4〕機車運行臺數計算〔1〕每班運煤次數KAZ

1.25227.3

11.41 nG 251每班運煤次數取12每班運矸次數KAZ

1.2523

1.82 nG 161每班運矸次數取2〔3〕每班運人次數Z＝13每班運人次數取1〔3〕每臺機車來回次數bZ