三机配套终极版

1、综采工作面配套设备选型设计任务书设计任务1) 根据所给原始数据进行设备配套选型的详细计算2) 编写综采设备配套选型设计的说明书3) 工作面综采设备配套关系图原始数据及条件煤层厚度(M截割阻 抗A(N/mm)煤层 倾角(° )顶板条件工作面 长度(M)设计 产量(万 吨/年)生产安排HmaxHmin老 顶直接顶200102级U类110651、 一年工作日按300天计算2、实行四班工作 制，三班 采煤，一班准备，每 天生产时间为18小 时。目录综采工作面配套设备选型设计说书第一章液压支架的选型.第二章滚筒采煤机的选型第三章工作面可弯曲刮板输送机的选型第四章工作面运输巷带式输送机的选型第五

2、章采区负荷统计及变压器、电缆、开关的选型第六章总结第七章参考文献第一章液压支架的选型一、影响液压支架选型的因素影响液压支架选型的因滚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，底扳稳定性影响最大。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

3、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。建议按表1-1选型。表1-1不同底板条件下选用的架型岩石松软粘土岩页岩（或 松软煤）较软粘土岩页岩（或 松软煤）一般粘土岩砂页 岩、砂岩（或煤）抗压强度MPaV>>应选架型掩护式液压支架式两柱支掩式掩护式支架支掩式支架支掩式及强力支撑四 柱及强力支撑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。厚度超过，顶板有水平推力时，应选用抗水平推力强的掩护式或者支撑掩护式支架， 一

4、般不宜采用支撑式支架。厚度在（软煤取上限，硬煤取下限）以上时，支架应带支护 帮装置，当厚度较大时，支架应选用调高范围较大的双伸缩立柱或者带机械加长杆的单 伸缩立柱，若为假顶分层开采，应选用掩护式支架。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、下滑等现象。必 须采取防倒防滑措施。当倾角大于10°15° （支撑式支架取下限，掩护式和支撑掩护式取上限）时，应 选用有防滑装置的支架。当倾角大于 18°时，应选用防滑、防倒和调架装置的支架。5、煤层埋藏稳定性对于断层十分发育、断层落差大、煤层厚度变化过大、 顶板的允许暴露面积小于 5 8 m2,允

5、许暴露时间在20min以下的工作面，暂时不宜使用液压支架。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。液压支架架型选择是否合适，最终必然反映到经济效果上。应尽量做到安全、 高效，而又能降低吨煤成本。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。除矿山地质条件外，采矿技术条件，如回采方式，采面长度，采煤机械类型、生产 环节等因素对液压支架的造型也有

6、一定的影响。二、煤层顶板及顶板分类覆盖在煤层上的岩石，依次分为伪顶、直接顶、老顶，它们统称为煤层的顶板。伪 顶是紧贴在煤上极易冒落的较薄岩层，通常在煤层被采下后随即冒落，对液压支架的选 型一般没有影响。直接顶位于伪顶之上，无伪顶时直接位于煤层之上，通常是在移架或回柱后随即冒 落，直接顶下部 2 米厚的岩石叫直接顶下位岩石，它对架型的选择有决定性的影响。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1）、不稳定顶板：也称破碎顶板，这类顶板很易冒落。冒落后岩石能基本充满采空 区。泥质页岩，再生顶板等属于这类顶板。2）、中等稳定顶板：强度较高，但有大量节理裂隙，局部较完整，冒落

7、后不能充满采空区，一般在支护设备前移后随即冒落。砂质页岩，粉砂岩属予这类顶板3）、稳定顶板：难于冒落，需支架帮助切顶。4）、坚硬顶板：极难于冒落，采后需强制放顶，砂岩，坚硬砂质页岩等属于这后两 类。表1-2直接顶分类类别指标1234不稳定顶板中等稳定 顶板稳定顶板坚硬顶板主要指标强度指数D< 3031 7071120>120无直接顶层厚在25米以上，岩石 单向抗压强度6080MPa节理裂隙间距和分层厚大于1米的整 体岩层。参 考 指 标直接顶初次跨 落步距L:（M<88181925>252、基本顶分级基本顶位于直接顶之上，顶板分级主要由直接顶厚度刀h与采高H之比值N来决

8、定, 再参考老顶初次来压步距L2, N的意义是指冒落带充满采空区的程度，L2是指工作面初次切顶线到开切眼煤壁之间老顶悬露的长度。老顶周期来压的强弱，对确定支架的吨位即支护强度有决定性影响，N越大L2越小，说明老顶周期来压不明显，作用在支架上的载荷小而稳定，支架的支护强度不需 要很大，相反，N越小，L2越大，老顶周期来压就越强烈，作用在支架上的载荷就越 大且有冲击，支架的支护强度就要求比较高。根据N和L2值老顶被分为四级。见表1-4。表1-4老顶分级级别InIV周期来压不明显明显强烈极强烈指标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、液压支架的选型液压支的选型，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

10、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，故工作阻力大，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。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。表1-4适应不同类级顶板的架型及支护强度老顶级别In出IV直接顶类别12312312344架型掩护式掩 护 式:支 撑 式掩 护掩式奄护式，支撑掩护式支:撑;式?支 掌 奄 护 式支 撑 掩 护 式掩护式，支撑掩护式掩护 式，支

11、 撑掩护 式采咼 支撑式，采咼 支撑掩护式支架支护强度/.MPa采高（米）1XX>2 X结合深孔 爆破，软化 顶板等措 施处理采 空区2()XX>2 X3()XX>2 X4()XX>2 X使用表1-5时，还应注意下列因素：1、煤层厚度大于 米，顶板有侧向推力时，一般不宜采用支撑式支架，煤层厚度在米以上时，应选用带护帮装置的掩护式或支撑掩护式支架，煤层厚度变化大时应采用调高范围大的双伸缩支柱。2、煤层烦角在101 5 ° （支撑式支架取下限，掩护式取上限）以上时，支架应有可靠的 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、瓦斯含量，瓦

12、斯涌出量大的工作面，应优先选用通风断面大的支撑式或支撑掩护式支 架。5、 地质构造、断层发育、煤层厚度变化大，顶板允许暴露时间和面积分别为20分钟以 下和58m时，暂不宜米用综米设备。6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。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：，2分别为I、U、W级老顶比1级老顶的增压 倍数，W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

13、。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，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 H max和最小结构高度H min，具体由下面经验公式计算：H max =h max+a=+ = (m)Hmin =hmin-S2-b-c二式中,Hmax,Hmin:煤层最大采高和最小采高，（已知）；a ：考虑伪顶，煤皮冒落后，支架仍有可靠初撑力所需要的支撑高度的的补偿量；一般取 ，中厚煤层取小值，厚煤层取大值，薄

14、煤层适当减小。E最大控顶距处顶板下沉量，一般取。b：支架卸载前移时，最小可伸缩量，一般取；c :支架顶梁上留存的浮煤和碎矸石厚度，一般取；3、支架支护强度的确定支架支护强度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；1)按经验公式估算q=KHR< 10-2 MPaq=8xxx 10-2 = MPa式中： K 作用于支架上的顶板岩石厚度系数，一般取 48；顶板较好时、周期来压 不明显时，取低值，否则取高值；日本取 5，苏联取 69；英国取 57； 我国中厚煤层取 6 8；H 最大采高， m；R 岩石容重，一般取 m3。液压支架的伸缩比液压支架的伸缩

15、比Ks定义为支架最大支撑高度和支架最小支撑高度之比，它反映了支架 对采高的适应能力。Ks= H max/ Hmin =支架支撑顶板的有效工作阻力Q=qFx103KN故工作阻力Q=qFx103=xx103。上式 F 为支架的支护面积， m2F=(L+C)(B+K) m2L:支架顶梁长度，mC:梁端距，mB:支架顶梁宽度，mK:架间距，m选定液压支架为ZZ4000/17/35的支护面积为m2。2）直接查表选取根据顶板条件和煤层厚度，直接由表 1-4中查取。根据顶板条件和煤层厚度选取支架支撑掩护式满足工作面支护强度4、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

16、品目录中选择合适液压支架的型号，并列出支架规格和主要技术参数表支撑掩护式支架该机具有支撑效率高，切顶换能力强，支架稳定性好的特点。采用分体顶梁铰接前梁形式，切顶效果好，便于运输。米用前后双连杆形式，可减少支架重量改善底板比压的平均分布和前端比压。综合以上数据，初步选定液压支架型号ZZ4000/17/35ZZ4000/17 /35液压支架技术参数总体型式支撑掩护式支撑高度支护宽度 工作阻力 4000KN P= MPa初撑力P=25 MPa中心距支护面积支护强度底座面积最小外形尺寸5500X 1420X 1700mm支架重量10180Kg立柱缸径 200mm活柱直径 185mm活柱仃程930mm加

17、长杆直径 157mm初撑力785KN P=28MPa降柱力P=28MPa工作阻力1000KN P= MPa短柱缸径 140mm杆径 105mm仃程140mm初撑力P=28MPa拉力P=28MPa工作阻力P=38MPa前梁端部初撑力前梁端部最大工作阻力前梁摆角向上15°向下19°推移千斤顶缸径 140mm杆径 85mm仃程700mm推溜力P=28MPa拉架力384KN P=28MPa侧推千斤顶缸径 63mm杆径 45mm仃程170mm推力P=28MPa拉力P=28MPa护帮千斤顶缸径 80mm杆径 45mm仃程350mm工作阻力P= MPa拉力P=28MPa伸缩千斤顶缸径 8

18、0mm杆径 45mm仃程推力P=28MPa拉力P=28MPa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，目前还缺 乏一套完善的计算方法。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。一、采煤机主要技术参数的计算与确定采煤机主要技术参数规定了采煤机的适用范围和主要技术性能。它们既是计采煤机的主要依据，又是成套设备选型的依据。1滚筒直径的选择滚筒直径大些对装煤有利，但

19、不宜过大并应满足采高的要求。 双滚筒采煤机滚简直径应大于最大采高 H max 的一半，一般可按 D= H max选取，采高大时取小值 D=x=米，采高小时取大值D=x=米。单滚筒采煤机滚筒直径选择时为了防止滚筒在顶板下沉时被夹住而截割岩石，直径 D= H min- =米，采煤机的滚筒已经系列化，可选用与计算值相近的标准滚 筒，以降低制造成本。2、截深的选择滚筒截深是采煤机工作机构截入煤璧的深度，是影响采煤机装机功率及生产率的主 要因素，决定截深时应充分考虑煤层的压张效应，截割阻抗 （截齿截割单位切屑厚度所对 应的截割阻力 ）大小，煤层厚度、倾角、顶板稳定性及采煤机稳定性等。另外：为了管理 顶板

20、方便，截深应等于液压支架的推移步距。中厚煤层截深可取 米，若顶扳稳定，截割阻抗小可适当加大。 厚煤层为了减轻煤壁片帮， 减轻液压支架载荷和避免煤从运输机溢出， 截深宜小，可取 米 左右。薄煤层由于工人行走困难，牵引速度比较低。为了保证大的生产率截深可取1米。 国内生产采煤机，为了制造方便，大部分截深在 米左右，薄煤层为 1 米左右。根据截据阻抗为 200 牛顿/毫米，阻抗较大选用截距深度为 0. 6 2米的截深3、滚筒转速及截割速度滚筒转速对截煤比能耗、装载效果、粉尘大小都有很大影响，由截齿最大切屑厚度hmax公式可知，当滚筒每条截线上的截齿数 m,牵引速度V已定，转速n愈高，切屑 厚度愈小，

21、煤尘产生量大，截割比能耗增大。另外，实践表明，滚筒转速过高，循环煤 会增多，装载效率降低， 装煤效果不好， 所以，现代采煤机， 滚筒转速出现降低的趋势， 如英国 AM 500、日本 DR100 100 采煤机，滚筒最低转速分别为 转/分和 26转/分。 但滚筒转速也不能太低，否则会在牵引速度不太高时，出现堵塞现象。一般认为滚筒转速在 30 50 转/分较为适宜，薄煤层小直径滚筒由于装煤能力差， 为了提高生产率转速可增大到 60100 转/分。转速及滚筒直径经确定后截齿截割速度也就定了， 截割速度一般控制在 4 米/秒左右 较好。4采煤机最小设计生产率采煤机在采煤过程中，由于处理故障，检查和更换

22、刀具，日常维修，等候支 护，处理片帮等，经常出现停顿，采煤机实际生产率比设计的理论生产率小的多，为了 表明这些因素的影响，可用有效开动率表示。有效开动率是指采煤机在一天或一班内有效工作时间与一天或一班占有时间的比 值，它综合反映了设备可靠性，选型及组织管理水平，工人技术熟练程度等，西德高 产工作面有效开动率可达 51%，苏联高产综采工作面可达 50%，我国根据有些典型工 作面的推算大约在之间，一般可取。当采煤工作面生产能力已定，其每小时的平均产量就是所需采煤机的最小实际生产率，考虑到有效开动率，则采煤机按工作面生产能力要求的最小设计生产率Qmi n为:c = W =650000Qmin 24

23、x 0.2 300 x 24 x 0.2= ( t )式中：W为采煤机工作面日平均产量 吨/日,k有效开动率。上式有效开动率K取，充分考虑使采煤机有增产潜力，当有效 开动率能进一步提高，采煤仍有富裕能力，使工作面生产能力得到提高5采煤机截割时的牵引速度及生产率米煤机截割时牵引速度的咼低，直接决定米煤机的生产率及所需电机功率，由于滚筒装煤能力，运输机生产率，支护设备推移速度等因素的影响，采煤机在截割时的牵引速度比空调时低的多。采煤机牵引速度在零到某个值范围内变化，选择截割时的牵引速度，要根据几方面因素，综合考虑。(1、)根据米煤机最小设计生产率 Qin决定牵引速度Vi式中：Qin采煤机最小设计生

24、产率吨/时H采煤机平均采咼，米B米煤机平均截深， 2米p煤的实体密度，一般为 吨/米。现在取m3451.3960 x 2.2 x 0.62、，Qmin1 =60HB p(2 )、按截齿最大切削厚度决定的牵引速度V2采煤机截割过程中，滚筒以一定的转速 n转动，同时采煤机又以一定的牵引速度v沿工作面移动，切削厚度以月牙规律变化。截齿最大的切削厚度bmax在月牙形中部，可用下式计算1000Vmaxmmmn式中V采煤机的牵引速度m/minm滚筒一条截线上安装的截齿数个，一般取 3个n滚筒的转速，取40r/min.当n、m决定后，bmax与牵引速度v成正比，v越大bmax越大，当bmax大于齿座上截 齿

25、伸出的长度，使齿座及螺旋叶片也参与截割，则截割阻力及功率剧增，同时齿座磨损 严重。为了避免上述情况的发生，一般要求截齿的最大切削厚度应小于截齿伸出齿座长度的,bmax是截齿在齿座上伸出长度的70%，取45mm，按上述要求可得到采煤机的牵引速度V20.7mnbmax10003 X 40 X45=5.04m/min1000（3、）按液压支架推移速度决定牵引速度为V3一般支架的推移速度稍大于采煤机的牵引速度较好，这样可以保证采煤机安全生产。截割时牵引速度V，应根据上述三方面情况综合分析后确定， 其最大值应等于或大于 Vi，但应小于V2，并于V3相协调。使采煤机能够满足工作面生产能力的要求，有可避免

26、齿座或叶片参与截割，保证采煤机安全生产。现在取采煤机牵引速度v=mi n。采煤机截割时的牵引速度v确定后，采煤机的生产率Q为Q=60HBvfXX2 X4.0 X=（t/h）6、采煤机所需电机功率由于采煤机在截割和装载过程中，受到很多因素的影响，所需电机 功率大小，很难用理论方法精确计算，常采用类比法或比能耗法来估算。 采用比能耗法估算电机功率，是根据采煤机生产率和比能耗（截割单位 体积煤所消耗电功率）试验资料来确定。如果比能耗确定适当，计算值 就比较合理。取截割阻抗A=180 200N/mm的为基准煤，当采煤机以不同的速度截 割时，包括牵引部及辅助液压系统在内，其比能耗的估算值如表1-6所 示

27、螺旋滚筒采煤机比能耗H沁牵引速度(m/mi n)23456H .B(t)本设计煤层截割阻抗为A = 200N/mm , 而且采煤机的牵引速度为min。所以采煤机的比能耗为kW h/t ，如果截割的煤层，其截割阻抗不在180 200N/mm范围时，可按下列 公式计算比能耗。式中：H. x煤层截割比能耗，kW h/t ,Ax煤层截割阻抗A基准煤截割阻抗，H. b基准煤比能耗，双滚筒采煤机，前滚筒和后滚筒截割条件不同，前滚筒截割时，煤 层只有面向采空区一个自由面，后滚筒截割时，前滚筒已经截割出第二 个自由面，若以H. x表示前滚筒截割比能耗，后滚筒截割比能耗为 H . xi=K3H.式中K3为后滚筒

28、工作条件系数可由下表选取滚筒转向后滚筒开米煤层部位下部上部向着前滚筒截割自由面逆着前滚筒截割自由面H . X1=K3H.= X，如果滚筒直径按最大采高60%选取时，双滚筒采煤机所需装机功率为N=K1JQK2H.x + 0.4H. X1 =06笃9为功率利用系数，用一台电机驱动时取1,两台电机分别驱动时取K2功率水平系数，与牵引速度调节方式、电动机过载能力等因数有关，可按下表选取电机过载能力牵引速度调节方式M max/M n自动调速手动调速2.2、牵引力采煤机的牵引力主要取决于煤质、采高、牵引速度、煤层倾角，机器质量、导向装置结构及摩擦力等，精确计算很困难，链牵引采煤机的牵引力F( KN可按装机

29、功率(KW 近似计算，其关系为F=( )N KN所以F=x，选采煤机为MG250/600-WDMG250/600-W型采煤机主要技术参数机型号内容MG250/600- WD1米咼范围(m)适合倾角(m m )< 18°截深(m m )630机面咼度(m m )1080两摇臂回转中心距离(mm)5800配套滚筒直径(m m )1400， 1500， 1600最大米高(m m )2897， 2947, 2997下切深度(m m )263， 313， 363摇臂结构形式整体弯摇臂摇臂长度(m m )1982摇臂总摆角54°上摆39°下摆15°装机功率(K

30、W)2X20 2X2500供电电压(V)1140滚筒转速(r/mi n)截 割 速 度 m/s© 1400© 1500? ?© 1600牵引与调速型式摆线轮-销轨、交流变频调速牵引功率与供电电压2X 40KV, 380V牵引速度(m/mi n)牵引力(KN)500; 300调高电动机型号YPB18 5- 4电动机功率(KW)供电电压(V)1140喷雾方式内、外喷雾冷却方式截割、牵引、调咼电机、摇臂水套水冷喷 雾 泵 站喷雾泵型号PB- 320/63最高工作压力(MPa额疋工作流量(L/min)320供水管型号KJR38配套电缆型号主电缆3X 70+1X 16+4X

31、4牵引电缆3X 70+1X 16+(4 X 4)P整机重量(t)35支架ZY35ZZ4000/17/35 等输送机SGZ730/320SGZ764/400SGZ830/6301-1采煤机尺寸示意图M max :米煤机最大米高，0；amax : 摇臂向上的最大摆角，°；A：机面咼度，mA、采煤机截割部减速箱高度，一般等于电动机高度，ml：摇臂长度，md：滚筒直径，m采煤机最大与最小采高之比为之间；采煤机电动机尺寸要求(1)采煤机机身厚度最多为 400mm电动机直径最多为350左 右否则装不下去&初选采煤机主要技术参数的校核(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：采煤机高度，mh、采煤机截割部减速箱高度，一般等于电动机高度，一般取；nax :摇臂向上的最大摆角，°；L：摇臂长度，md：滚筒直径，m采煤机底托架U二A-h-S=l输机槽帮高度，m(2) 最小采高的校核采煤工作面最小采高hmin应大于采煤机高度A，支架顶梁高度h1，过 机高度h2，(顶梁与采煤机机身上平面之间的距离)三项之和，即采煤机 与支护设备应能通过煤层变薄带，滚筒不割岩石。hm n=A + h1 + h2= 1.08 + +=<符合要求h1顶梁和掩护梁铰点至顶梁顶梁顶面的距离

33、，取0.22;h2过机高度不应小于、卧底量校核最大卧底量Kmax按下式计算hD0.351.5Kmax = A- 2- L sin Smax -=匸08 -匸982 X sin 15 -=-0.36m式中，B max摇臂向下摆动最大角度，采煤机卧底量一般为90 300mm以适应底板起伏不平和能截割运输机机头处三 角煤等。4、采煤机最大截割速度的校核运输机、采煤机、液压支架在结构性能之间有相应的配套要求。运 输机的生产能力一般应略大于采煤机的生产率，以便把煤及时运走，不 出现堆煤现象。根据此原则，可把运输机的运输能力看成采煤机的最大 生产率，此时采煤机截割的最大牵引速度V为：/ /700V -Q/

34、60HB p=60 x 2.2 x 0.62 x != 6.34m/min >4m/min式中：Q运输机的运输能力，H平均采高，B米煤机截深，P煤的实体容重，m3上述计算中的V值应大于前面确定的截割牵引速度V值。5、采煤机牵引力的估算采煤机移动时必须克服的牵引阻力T为：T G+ fG ( cos a K2 + 2K3) ± Gsin a = x 350000 + 0.18 x350000(cos 10 - 0.2 + 2 x0.19) ±350000 si n10= ±:摩擦系数，取决于 采煤机导向机构表面状况和湿度及采煤机运动速度等，平均可 取。:工作面倾

35、角，(°)G:采煤机自身重量，KNK：经验系数，估算时可取K2 :估算经验，初步估算时可取K :侧面导向反力对牵引阻力的影响系数，主要取决于牵引链或者无链牵引轨道的位置及煤层倾角大小。当在采空区侧布置，工作面倾角为零时，取K3=;工作面倾角为35°时，K3=。当在煤壁侧布置，工作面倾角为零时，取K3=;工作面倾角为35°时，&=上式最后一项，当向上牵引时取正号，向下牵引时取负号第三章刮板输送机的选型由前面初选液压支架为 ZZ4OO0/17/35，采煤机为 MG250/600-WD根据查阅煤矿机电设备15页续表1-10初选刮板输送型号为SGZ730/320刮

36、板输送机。SGZ730/320中双链刮板输送机型号的表示意义：S G Z 730 / 320(Kvy(mr)二、主要技术特征1. 出厂长度2. 输送量3. 刮板链速120米700吨/小时1.0米/秒4.刮板链型式圆环链规格一中双链2- 26 X 92-C 毫米最小破断负荷>850千牛链条中心距 120毫米刮板间距1104毫米5. 电动机型号Y BSS-160功率转速电压6. 减速器传动比冷却方式7、液力偶合器2X 160千瓦1485转/分660/1140 伏JS-2001水冷YO XD-560传递功率8.中部槽160千瓦规格（长x宽x高）联接方式连接强度1200X 730X 275 毫米

37、哑铃销连接2000KN9. 紧链装置闸盘紧链兼伸缩机尾可微调10. 整机弯曲性能水平弯曲度士1垂直弯曲度士311. 牵引方式齿轨刮板输送机的验算一、输送能力的计算刮板输送机是连续动作运输设备，每秒钟输送能力为4463 32Q=p （V- Vc/60 ）= x 0.256 x 0.95 x 0.95（1 -亦）=0.77t/sF:溜槽上的最大货载断面积，m2 货载的集散密魔，一般取m3v：刮板链速度，m/scV采煤机牵引速度，m/mi n©装满系数，按下表选取输送情况水平及向下 运输向上运输B< 5。B= 5。15 °B> 15。若O Qc，则所选刮板输送机运输能

38、力满足要求一、运行阻力的计算中部槽单位长度内装煤质量q =M 3.6V3.6 X1=50.75kg/mQ 700刮板链单位长度质量qi重载直线段的总阻力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：中部槽单位长度装煤量，kg/m3煤在溜槽内运行的阻力系数q刮板链单位长度的质量，kg/m1刮板链在流槽内运行

39、的阻力系数L刮板输送机的铺设长度，mB刮板输送机的铺设倾角，(°)g重力加速度，m/s21、空段直线段的总阻力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 式中字母含义同上式。该段向上运行取 +，向下运行取-O阻力系数阻力系数链条种类331单链双链1、弯曲段运行阻力(1)重段弯曲段的附加阻力Wzhw = 0.1WZh=X 130747.2 = 13074.72N(2)空段弯曲段的附加阻力Wkw = 0.1WK = X 10416 = 1041

40、.6N2、牵引力由逐点计算法得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=主动链轮的牵引力为W0 = (S4 - S1) + Wz = (S4 - S1) + (0.030.05 ) X(0 + SJ=(151147.96 - 5000) + 0.04 X (151147.96 + 5000

41、) = 152393.9N牵引力也可做粗略计算，即曲线段运行阻力按直线段运行阻力的10%考虑，机身弯曲段附加阻力按直线段运行阻力的10%考虑，故可弯曲刮板输送机的总牵引力可按下式计W0 = 1.21(Wzh + Wk) = 1.21(130747.2 + 10416) = 170807.472N2、电动机功率计算(1)对于定点装载的输送机，电动机轴上的功率为W0V152393.9 X1N =-= 169.3KW1000 £1000 X0.9牵引系统牵引机构的传动效率，一般取。(2)刮板链强度的验算对于双链刮板输送机的安全系数应满足K二=2X 0.85 X 850000= 9.56 &

42、gt; 4.2Smax151147.96k刮板链抗拉强度安全系数；Sp 一条刮板链的破断力，N丽条刮板链负荷分配不均匀系数，模锻链取，圆环链取Smax ：最大张力点的张力值ZZ4000/17/35液压支架、MG250/600-WD采煤机、SGZ730/320刮板输送机几何关系示意 图从顶板条件出发，支架立柱到煤壁的无立柱空间宽度F 越小越好，它的尺寸组成为F=B+e+G+X =+=式中B:采煤机滚筒的截深，me滚筒后壁到铲煤板之间的距离，一般取 100200mmx 柱斜置产生的水平增距，它可按立柱最大高度的投影计算H3 = H2 - (h2 + h3) = 1.2 - (0.24+ 0.28)

43、 = 0.68m 根据网上查阅的资料，al 取 5° ,X=H3 xtan al = 0.68 xtan 5 = 0.06mG输送机宽度，m,G=f+s+a+b=+=f 铲煤板的宽度，一般取 150240mm，S输送机中部槽的宽度，a 电缆槽和导向槽的宽度，通常为 360mm，b 前柱与电缆槽之间的距离，为保证司机的操作安全，此距离应大于200400mm煤层薄时取小值，煤层厚时取大值。则支架前柱到梁端的顶梁悬臂长度 L 应为L=F-B-D-X=支架梁端与煤壁应留有无支护的间隙 D,此间隙为200400mn之间, 煤层薄时取小值，煤层厚时取大值。在空间高度上，支架最小高度H可表示为H=

44、A+C+t=+=式中t :支架顶梁厚度，mmA:采煤机机身高度，为输送机高度和采煤机底托架高度之和，mmC:采煤机机身上方的空间高度。第四章 工作面运输巷带式输送机的选型设计参数1)输送距离 L,400m；2)输送机安装倾角B, 10°3)设计运输生产率 Qc ，470t/h4)货物的集散密度p, p= 0.81.0t/m3一般取 t/m3(5)货载在输送带上的堆积角9，寸于煤一般取30(6)货载最大块的横向尺寸amax ,mm.该值由表查询。当选用成套设备时，可根据具体的使用条件、输送距离，运输生产率等基本技术 参数初选符合使用条件的带式输送机，然后进行验算。现初选带式输送机为DS

45、J100/63/125技术特征：1) 、输送量(DSJ100/63/125 630吨/ 小时2) 、输送长度 800 米3) 、输送带宽度 1000 毫米4) 、输送带速度( DSJ100/63/125) 2米/ 秒5) 、储带长度( DSJ100/63/125 ) 100 米6) 、主电动机型号( DSJ100/63/125) JDSB-125 功率( DSJ100/63/125) 125KW7) 、电压 660/1140V8) 、转速( DSJ100/63/125) 1480转/ 分JS2009) 、减速器型号( DSJ100/63/125)总速比( DSJ100/63/125 )10)

46、、液力耦合器( DSJ100/63/125) YL 500630毫米2个11) 、传动滚筒直径12) 、传动滚筒数量13）、卸载滚筒直径400毫米14） 、改向滚筒直径©15） 、承载滚筒直径©16）、涨紧绞车电机400、© 320 毫米108毫米功率电压绳速最大牵引力17）、与转载机搭接长度JH2-5660V/380V10.2米/分50KN12米18）、机头外形尺寸3450X 2539X 1641 毫米19）机尾外形尺寸20）单位输送带的质量21）、整机重量（DSJ100/63/125）16300X 1606X 678 毫米m93500公斤1、输送能力与输送带宽

47、度的计算带式输送机能力为Q= KmB2VpC = 458 X12 X1.8 X0.95 X0.9 = 704.8t/h 式中Q:带式输送机输送能力，t/h ;V :输送带运行速度，m/s；B :输送带带宽度，mP：货载的集散密度，取m3;Km :物料断面系数，由表2-3查得Cm :输送机倾角系数，由表2-4查得表2-3物料断面系数动堆积角910°20°25°30°35°Km316385422458466输送带宽为对于未过筛的松散物料B=V-QKm v pCm470458 x 1.8 x 0.95 x 0.9表2-4输送机倾角系数输送机安装倾角B

48、0° 7°8° 15°16° 20°Cm0.90.8计算的运输能力应满足 Q> Qc。否则应重选带式输送机。t/h >470 t/h，符合要求。如给定工作面运输巷设计运输生产率 Qc（ t/h），则可满足运输生产率的要求的最小B> 2 amax + 200 = 2 X400 + 200 = 1000mm现在输送机的宽度为1m,符合要求。不同宽度的输送带运送物料的最大块度B/ mm500650800100012001400160018002000%/mm100130180250300350420480540Smax/m

49、m1502003004005006007008009002.运行阻力的计算(1) 直线段运行阻力带式输送机的基本运行阻力包括重载段阻力和空载段阻力两部分如下图所示Wzh = (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 =式中输送带向上运行取+,向下运行取-。两个公式的正负号总是相反 q：单位输送带的货载质量，kg/m.Qq - 3.6V "470=3.6 X2- 65.3kg/mqd :单位输送带的质量，取 mL :输送机的铺设长度，mg：重力加速度，m/s2.B：输送机的铺设倾角，（°。J, 3”：输送带在重载段、空载段的运行阻力系数，见表2-6.qg, q'g :重段、空段折算到单位长度的托辊转动部分的质量，kg/m。用下式计算，Gg22qg =厂= Ig:15 = 14.7kg/m1.5"Gg22qg = - = 8.8

51、kg/mIg2.5式中Gg，Gg :重段、空段每个托辊转动部分质量，kg，见表2-7Ig :重段托辊间距，一般取；ig :空段托辊间距，一般取23m表2-6输送带运行阻力系数工作条件托辊形式槽形托辊（3）平行托辊（3"）滚动轴承含油轴承滚动轴承含油轴承清洁干燥少量尘埃，正常湿度0. 025大量尘埃，湿度大表2-7托辊转动部分质量托辊形式带宽B/mm500650800100012001400g, G/kg槽形托辊铸铁座111214222527冲压座8911172022平行托辊铸铁座81012172023冲压座7911151821(2)输送带绕经改向滚筒的阻力输送带绕经改向滚筒的围包角最

52、大为180°阻力按下式计算，围包角小，将系数取小些W从 =( 0.050.07)SY式中W从：输送带绕经改向滚筒的阻力，NS输送带在改向滚筒相遇点的张力，N(3)输送带绕经驱动滚筒的阻力W主 = (0.030.05) (Sr + SL)式中W主：输送带绕经驱动滚筒的阻力，NSY:输送带与驱动滚筒相遇点的张力，NSl :输送带与驱动滚筒分离点的张力，No3输送带张力的计算(1) .用逐点计算法找出了 Si与S4的关系.因为 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) 按摩擦转条件并考虑摩擦力备用系数找出&和S1的关系W)maxS4 - Si q =0(e 1)ya 4所以S4= S(1 +容)式中n：摩擦力备用系数，一般取n =1.2 ;卩：输送带与驱动滚筒之间的摩擦系数，对于井下，如果驱动滚筒采用铸胶，一般取迁0.3a围包角，