机电一体化技术专业毕业综合实践报告论文答辩

1、 . . . 机电一体化技术专业毕业综合实践报告摘 要近年来，对于煤炭行业存在的矿井规模小、安全水平低、资源浪费严重等问题，如何提高矿井机械化水平成为解决这一问题的关键。为实现高产高效的采煤必须进行正确的机电设备选型。本课题着眼于矿山机电设备配套，旨在对矿山机电设备进行合理的选型和设计，使矿井生产系统实现安全、高产、高效的要求。 本课题在了解矿井概况的基础上，研究综采工作面设备、中央排水系统、通风设备、运输和提升设备的选型和设计。通过筛选实习过程中收集到的原始资料，加以整理，参照各种规程的相关要求确定出相关设备的各项具体参数，进行相关验算，确定设备布置和关系，利用电力、电子等技术对提升机电控系

2、统进行科学设计。 本课题通过对矿山机电设备合理的选择与维护、机械化设备的科学使用，对促进矿井生产效率的提高和安全作业，无疑具有极其重大的影响。 关键词：矿山机械化选型矿井通风矿井排水提升电控目录第一章 综采工作面配套设备选型11.1机械化采煤工作面类型的确定与论证11.2液压支架的选型11.2.1影响液压支架选型的因素11.2.2液压支架的选型21.3单体液压支柱工作高度，支护强度与型式的选择41.3.1支柱最大工作高度H max与最小工作高度H min的计算41.3.2单体液压支柱的工作阻力与支护密度51.3.3单体液压支柱型式与铰接顶梁的选择51.4滚筒采煤机的选择61.4.1采煤机性能参

3、数的计算与决定61.4.2初选采煤机与其配套设备101.4.3初选采煤机主要技术参数的校核131.4.3.1最大采高的校核131.4.3.2最小采高的校核131.4.3.3卧底量校核141.4.3.4采煤机最大截割速度的校核141.4.3.5采煤机牵引力的估算151.5采煤机、支护设备、输送机配套关系图15第二章 矿山运输机械选型设计162.1回采工作面运输机械的选择设计162.1.1设计原始资料162.1.2刮板输送机的验算162.2采区运输顺槽运输机械的选择设计202.2.1机的选择202.2.1带式输送机的选型计算212.2.1.1带式输送机的验算222.2.1.2计算输送带的运行阻力2

4、22.2.1.3输送带的力计算242.2.1.4输送带的悬垂度和强度验算252.2.1.5牵引力与电机功率计算262.3采区上山运输与辅助运输设计262.3.1采区上山运输设备选型262.3.2采区上山辅助运输选择312.4大巷电机车运输选型322.4.1设计原始资料322.4.2列车组成计算322.5运输系统图38第三章 矿井提升设备选型设计393.1设计原始资料393.2提升容器选型393.2.1提升方式选择393.2.2提升容器的选择393.3提升钢丝绳选择413.3.1钢丝绳绳端荷重413.3.2钢丝绳绳安全系数校验423.4提升机的选择423.4.1提升级滚筒直径423.4.2钢丝绳

5、作用在滚筒上的最大静力与最大静力差:433.5提升系统433.5.1天轮直径Dt433.5.2井架高度Hj443.5.3提升机滚筒中心到提升中心线间的水平距离Ls443.5.4提升钢丝绳弦长Lx443.5.5钢丝绳外偏角1和偏角2453.5.6钢丝绳的仰角453.5.7电动机预选463.5.8变位质量计算473.5.9提升速度图的计算:483.5.10提升设备的动力学计算:513.5.11电动机功率校核53第四章 矿井排水、通风、压气设备选型设计554.1排水设备选型554.1.1已知条件554.1.2排水系统554.1.3初选水泵型号、台数554.1.4排水管路与布置564.1.5排水、吸水

6、管路特性594.1.6管路特性方程594.2通风设备选型设计624.2.1设计原始资料624.2.2风源所必须产生的风量和负压624.2.3利用类型特征选择离心式风机：634.2.4用类型特性曲选择轴流式通风机664.3矿井压气设备684.3.1设计原始资料684.3.2选定空压机的型号与台数694.3.3选择输气管网：714.3.4计算电耗：72第五章 井下采区供电设计745.1概述745.2采区变电所与配电点位置的确定745.3采区负荷统计和计算755.3.1采区负荷统计755.3.2高低压电缆的选择775.4短路电流的计算815.4.1短路点的选择815.4.2高压系统短路电流计算815

7、.4.3低压系统短路电流计算815.5采区变电所高低压开关的选择845.5.1采区变电所高低压开关的选择845.6井下过流保护装置的整定计算865.6.1采区变电所低压开关过流保护单元的选择和整定：865.6.2采区变电所低电总馈电开关保护的整定935.6.3采区高压配电装置保护的整定94第一章 综采工作面配套设备选型1.1机械化采煤工作面类型的确定与论证霍州煤电集团梨树园煤矿煤层最大厚度2.9m，煤层倾角6°，煤层截割阻抗A375N/mm，顶板岩性：老顶为级，直接顶为2类，工作面设计长度为110m，设计年产量为75万t/a。本矿煤层赋存条件较好，煤层为进水平煤层，煤层厚度适中，为2

8、.9m，井型为中型矿井，设计能力为75万t/a，直接顶为2类中等稳定顶板，老顶为类顶板，周期来压强烈，要求工作面支护强度较大。根据本矿工作面条件与我国目前采煤方法的类型与设备配套情况，设计确定工作面的方法为综采一次采全高。1.2液压支架的选型1.2.1影响液压支架选型的因素影响液压支架选型的因素，主要考虑煤层顶底板稳定性，煤层厚度、倾角赋存状况与瓦斯含量等情况，其中以煤层与顶、底板稳定性影响较大。本矿煤层厚度2.9m，倾角6°，煤层赋存条件较好。本矿工作面煤层直接顶为2类顶板，属中等稳定顶板，强度较高，强度指数在3170kg/cm2之间，发育大量节理裂隙，随采随落。本矿工作面老顶为级

9、顶板，周期来压强烈，对支架支护强度的要求较高。1.2.2液压支架的选型1.2.2.1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，它适应于稳定或坚硬以上直接顶和周期来压明显和强烈的老顶条件。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，支护强度不一定小，它使用于不稳定和中等稳定直接顶条件。支撑掩护式支架兼有上述两种支架的

10、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，它使用于稳定以下各类顶板，有取代支撑式支架的趋势，但结构复杂，重量较大，价钱相对较高。由于本工作面的直接顶类别与老顶级别均以确定，所以可直接根据“适应不同类级顶板的架型与支护强度表”直接选择。根据表中给定的架型选择标准，确定本工作面的支架类型为支撑掩护式。虽然该支架结构复杂，成本较高，但该类型支架技术成熟，安全性高，工作性能稳定，对不同地质条件的煤层适应性强，应用广泛。1.2.2.2液压支架结构参数的确定H maxh maxaH minh minS2bC式中：H max支架最大

11、支护高度，m， H min支架最小支护高度，m，h max煤层最大厚度，2.9m h min煤层最小厚度，取2.4m， a考虑伪顶，煤皮冒落后，支架仍有可靠初撑力所需要的支 撑高度的补偿量；中厚煤层取200mm， S2顶板最大下沉量，取160mm，b支架卸载前移时，立柱伸缩余量，煤层厚度大于1.2m时取 80100mm，本次设计取100mm， c支架顶梁上存留的浮煤和碎矸石厚度，取100mm。则：H max2.90.23.1m H min2.40.16-0.1-0.1=2.04m1.2.2.3支架支护强度的确定1、根据经验公式估算：qK·H·R式中：q支架支护强度，t/m2

12、, K作用于支架上的顶板岩石厚度系数，我国取68，设计取8， H最大采高，2.9m， R岩石容重，一般取2.3t/m3。则： q8×2.9×2.3=53.36 t/m22、直接查表选取根据顶板条件与煤层厚度，直接查表可知支架支护强度为：72 t/m2据以上计算与查表选取，确定支架支护强度为72t/m2。1.2.2.4选择液压支架型号根据支架结构参数与支护强度，设计选取支架型号为ZY35型。该支架技术参数如下：支架初撑力：188.4吨力（1884kN），支架工作阻力：400吨力（4000kN），底板比压：18.6公斤力/厘米2（1.86MPa），泵站工作压力：200公斤力/厘

13、米2(20 M Pa），支护强度：73吨力/米2(0.73 M Pa）。1.3单体液压支柱工作高度，支护强度与型式的选择1.3.1支柱最大工作高度H max与最小工作高度H min的计算H maxh maxcH minh minsca式中: H max支柱最大工作高度，m， H min支柱最小工作高度，m， h max，h min煤层最大最小采高，分别为2.9m，2.4m， c顶梁高度，96mm， s最大控顶距处顶板顶板下沉量，160mm， a支柱卸载高度，80mm。则：H max2.90.096=2.804（m） H min2.40.160.0960.08=2.064（m）1.3.2单体液压

14、支柱的工作阻力与支护密度单体液压支柱的工作阻力选取DZ-25型，即工作阻力为25kN。单体液压支柱的支护密度确定如下：由于工作面最大采高为2.9m，选型时按照3m采高进行选取支护强度为：1.6×35=56(吨/米2)即0.56MPa。支护密度：56÷25=2.24（根/m2）1.3.3单体液压支柱型式与铰接顶梁的选择单体液压支柱的型式分为注式与外注式。根据注式和外注式的使用条件，本设计选用外注式单体液压支柱。外注式单体液压支柱重量相对较小，制造成本低，伸缩比大，适用于中厚煤层之中。铰接顶梁的选择：根据采煤机截深，取0.6m，铰接顶梁的长度取截深的整数倍。1.4滚筒采煤机的选

15、择1.4.1采煤机性能参数的计算与决定1.4.1.1滚筒直径的选择根据目前我煤机生产现状与使用情况，设计选用双滚筒采煤机。双滚筒采煤机滚筒直径应大于最大采高h max的一半，一般可按D=（0.520.6）h max选取，采高大时取小值，采高小时取大值。目前双滚筒采煤机的滚筒直径也已经系列化，所以滚筒直径的选取选取和标准直径相近的数值。D=0.52×2.9=1.508(m)根据计算，设计取1.6m。1.4.1.2截深的选择截深的选择，受煤层厚度、倾角、顶板稳定性、截割阻抗、与液压支架的推移步距影响。中厚煤层一般选取0.6m0.8m，同时考虑到我国生产的采煤机大部分截深在0.6m左右，设

16、计选取截深为0.6m。1.4.1.3滚筒转速与截割速度滚筒转速的选择，直接影响截煤比能耗、装载效果、粉尘大小等。转速过高，不仅煤尘产生量大，且循环煤增多，效率降低，截煤比能耗降低。根据实践经验，一般认为采煤机滚筒的转速应控制在3050转/分较为适宜。设计取45转/分。滚筒直径为1.6m，转速为45转/分，则可计算出截割速度为3.768米/秒。1.4.1.4采煤机最小设计生产率采煤机最小设计生产率与采煤机有效开动率有关。虽然综合机械化开采在我国中厚煤层一次采全高工作面的应用已经成熟，机械设备的生产加工技术也比较完善，设备可靠性也大大提高，但采煤工作面煤层潜在的变数与机械设备的检修等的各种因素均影

17、响采煤机有效开动率，我国平均水平在40左右。设计取正常开动率为40。采煤机最小设计生产率由下式计算：式中： Q min采煤机最小设计生产率，t/h， W采煤工作面的日平均产量，750000÷300=2500（t） 0.4采煤机有效开动率。则：1.4.1.5采煤机在截割时的牵引速度与生产率采煤机截割时牵引速度的高低，直接决定采煤机的生产效率与所需电机功率，由于滚筒装煤能力，运输机生产效率，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得多，采煤机牵引速度在零到某个值围变化，选择截煤机时的牵引速度，要根据下述几个方面因素，综合考虑。1、根据采煤机最小设计生产率Q min

18、决定的牵引速度V1, m/min式中：Q min采煤机最小设计生产率，260.4t/h， H采煤机平均采高，2.65m， B采煤机截深，0.6m煤的容重，1.35t/m32、根据截齿最大切削厚度决定的牵引速度V2，采煤机截割过程中，是滚筒以一定的转速n，同时又以一定的牵引速度V2沿工作面移动，切削厚度呈月牙规律变化，如果滚筒一条截线上安装的截齿数为m，则截齿最大的切削厚度h max在月牙中部，可用下式求出。 mm上式中，m一般取3，n根据上面的计算取45转/分。一般来说，h max应小于截齿伸出齿座长度的70，根据国产采煤机的实际情况，取45mm。则： m/min式中：hmax截齿在齿座上伸出

19、长度的70，取45mm。则：3、按液压支架的推移速度决定牵引速度V3一般讲支架的推移速度应大于采煤机的牵引速度较好，这样可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V1，但应小于V2，并与V3协调，使采煤机既能满足工作面生产能力的要求，又可避免齿座或叶片参与截割，并能保证采煤机安全生产。综上所述，采煤机的牵引速度取V4m/min采煤机的牵引速度确定后，则采煤机的生产率Q为Q60·H·B·V· t/h将上述确定的直带入公式求得采煤机的生产率为Q60×2.65×0.6×4

20、5;1.35515.16（t/h）1.4.1.6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。 本设计煤层截割阻抗为AX375N/mm，根据下述公式可求得采煤机截割时的比能耗HX式中：HX煤层截割比能耗，kW·h/t， AX煤层截割阻抗，375 N/mm， A基准煤截割阻抗，取190 N/mm， HB基准煤比能耗，通过插入法计算知，当牵引速度为5.5m/mi

21、n时，基准煤比能耗为0.39 kW·h/t。则：由于本设计采煤机为双滚筒采煤机，所以后滚筒的截割比能耗可由下式求得。式中：K3后滚筒工作条件系数，根据采煤机割煤方式，取0.8。则：采煤机所需电机功率为：式中：K1功率利用系数，采煤机用一台电机驱动，取1， K2功率水平系数，查表取0.95(牵引速度调节方式为自动调节，电机最大转矩和额定转矩的比值取2.22.4)则：由于煤机的功率均以系列化，根据计算数值就近选取，设计选采煤机的功率为300kW。1.4.1.7采煤机牵引力根据采煤机电动机的功率，可直接查表求得采煤机的牵引力。查表：采煤机牵引力250300kN。1.4.2初选采煤机与其配套

22、设备根据采高，滚筒直径，截深，生产率，电机功率，牵引力与牵引速度，初步选择采煤机型号为MLS3H-340，查阅煤炭科学院等编制的采煤机械化成套设备参考资料一览表，确定选用ZC5-ZY35成套设备。但其刮板机的运输能力偏小，设计选取电机功率为320kW。且其机电设备选型大部分为国家淘汰产品，本次设计根据实际进行了适当调整。设备选型配套情况见下表141：表141 ZC5ZY35成套设备表 型号规格单位数 量工作面液压支架ZY-35架100采煤机MLS3H-340台1刮板输送机SGZ-764/320台1单体液压支柱DZ25根20顺槽机SZB730/110台1带式输送机DSP1080/1000台1破碎

23、机PCM110台1乳化液泵XRB2B80/200台2乳化液泵箱XRXTA台1喷雾泵站XPB250/55台2液压安全绞车YAJ13台1端头端头液压支架D1ZY35组2单体液压支柱DZ25根40金属铰接顶梁HDJA根50电器设备移动变电站KSGZY630/1.14台2KSGZY315/0.69台1台1高压电缆连接器AGKB30200/6000个8馈电开关BKD9-400/1140F台2BKD9-200/690F台2磁力启动器QJZ-2×120/1140型台1BQD1080ZD1140型台1BQD10200ZND1140型台1BQD10200ZND1140型台1QJZ-2×200

24、/1140型台1QJZ-2×200/1140型台1BQD10120ZD1140型台1BQD10120ZD1140型台1BQD1080ZND660型台1BQD1080ZND660型台1BQD1080ZND660型台1BQD1080ZD660型台1煤电钻变压器综合装置BZ802.5台1KSGZ4/0.66台1矿用照明灯具KBY62 2×6W套50KBY15W个50电缆UYPJ-3.6/6-3×25+3×16m2800UYP-0.38/0.66-3×35+1×10m150UYP-0.38/0.66-3×95+1×25m5

25、50UYP-0.38/0.66-3×25+1×10m300UYP-0.38/0.66-3×35+1×16m180UYP-0.66/1.14-3×70+1×16m420UCP-0.66/1.14-3×70+1×16+3×6m121YC500/3×41×4(mm2)m250YC500/3×101×6(mm2)m1000采煤机主要技术参数见表1-4-2。表1-4-2 采煤机主要技术参数表型号高度（m）质量（kg）电机高度（m）减速箱高度（m）摇臂长度（m）摆角围（

26、6;）MLS3H-34023.2300000.60.61.1965°17°1.4.3初选采煤机主要技术参数的校核1.4.3.1最大采高的校核本设计最大采高h max为2.9m，滚筒直径D为1.6m，采煤机高度A与所需底托架高度B可由下式计算：Ah maxBh max式中：A采煤机高度，m h max工作面最大采高，2.9m 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，1.19mmax摇臂向上摆动最大角度60°， D滚筒直径，1.6m S运输机槽帮高度，0.220m则：A2.91.37（m） B2.91.4.3.2最小采高的校核采煤工作面最小采

27、高h min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。h minAh1h2式中：h1支架顶梁高度，0.33mh2过机高度，不应小于0.10.25m，取0.15m，则：h min1.370.0330.15=1.533m工作面最小采高2.4m，选型满足最小采高的要求。1.4.3.4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，以便把煤与时运走，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，

28、此时采煤机截割的最大牵引速度为：式中：运输机的运输能力，800t/h H平均采高，2.65m B采煤机截深，0.6m煤的实体容重，1.35t/m3则：设计选取得截割牵引速度为4m/min，计算值大于选取值，满足要求。1.5采煤机、支护设备、输送机配套关系图采煤机、输送机、支护设备均已系列化，选取设备时，应根据计算参数选择相近参数的设备。本次设计根据计算选择综采成套设备ZC5ZY35,并根据设计的实际情况进行了适当的修改。工作面设备配套关系图见附图。第二章 矿山运输机械选型设计2.1回采工作面运输机械的选择设计2.1.1设计原始资料1、回采工作面生产能力Qc（t/h）Qc60·h

29、83;b··V式中：h回采平均高度，2.65m b滚筒截深，0.6m原煤容重，1.35t/m3 V采煤机牵引速度，4m/min则：Q60×2.65×0.6×1.35×4=515（t/h）2、刮板输送机的铺设长度L（m）设计工作面长度为110m，刮板铺设长度为110m。3、刮板输送机的铺设倾角（）煤层倾角为6°，刮板输送机的铺设倾角最大按6°考虑。4、物料的散碎密度（）物料散碎密度为0.9t/m3。2.1.2刮板输送机的验算2.1.2.1验算运输能力刮板输送机的运输能力为Q3.6F（VVc/60）式中：F运行物料的断

30、面积，经过SGZ764-320型刮板的运行物料断面积为0.28m2物料的散碎密度，0.9t/m3 V刮板链速，1.1m/s Vc采煤机牵引速度，4m/min装满系数，查表可知，当为6°时，取0.8则：Q3.6×0.28×900×0.8×（1.14/60）=749t/hQc515 t/h所选刮板输送机适合。2.1.2.2运行阻力计算（1）重段直线段的总阻力Wzh（q·q1·1）L·g·cos（qq1）L·g·sin 118092N式中：q中部槽单位长度货载质量，kg/m qQc/3.6V

31、749/3.6×1.1=189kg/m， q1刮板链单位长度质量，18.8kg/m物料在溜槽中运行阻力系数，取0.71刮板链在溜槽移行的阻力系数，取0.3L刮板输送机的铺设长度，110m刮板输送机的铺设倾角，6°。（2）空段直线段的总阻力Wkq1·L·g（1cos±sin）上述式中，“”、“”的选取，该段向上运行时去“”，向下运行时取“”经计算，Wk8331N（3）弯曲段运行阻力工作面刮板输送机在推溜时，机身产生蛇形弯曲，由此产生的附加阻力为重段弯曲段的附加阻力Wzhw0.1Wzh=11809N式中：Wzhw重段弯曲段附加阻力，N空段弯曲段附加

32、阻力Wkw0.1Wk=831N刮板链绕经从动链轮处的阻力Wc（0.050.07）Sy=640N式中：Sy刮板链在从动链轮处的阻力，10665N刮板链绕经主动链轮时的阻力Wz（0.030.05）（SySl）656N式中：Sy刮板链在主动链轮相遇点的力，10665N S1刮板链在主动链轮分离点的力，11198N。总的牵引力W0可按下式计算W01.21(WzhWk) 1.21(118092+8331) =152971N2.1.2.3刮板链力的计算（1）判断最小力点的位置设计选取双机头驱动，按两端布置传动装置分析，Wk1/2W00，则1点为最小力点。（2）用逐点计算法求各点力通常从最小力点开始计算。计

33、算简图如下：S1=Smin6000NS2=S1Wzh6000118092124092NS3= S2W0124092152971/247606.5NS4= S1+ Wk=6000+8331=14331N2.1.2.4牵引力与电动机功率计算设计为机采工作面，刮板输送机的总牵引力为W01.21(WzhWk) 1.21(118092+8331) =152971NNmaxNminNd0.6考虑20的备用功率，取电机功率备用系数为k1.2，则：N1.2Nd=159.24kW由计算知，所选刮板输送机的电机功率满足要求。2.1.2.5刮板链的预紧力和紧链力计算（略）刮板链的预紧力和紧链力，以保证链条与链轮的正

34、常啮合平稳运行为宜，一般按20003000N考虑。2.1.2.6验算刮板链的强度刮板输送机刮板链的安全系数为n7.8式中：n刮板链安全系数， Sd一条链的破断力，610000N， Smax刮板链的最大净力，124092N，双链负荷不均匀系数，取0.96。计算出的安全系数必须满足：n3.5经计算，n为7.8,说明链子的强度满足。2.2采区运输顺槽运输机械的选择设计2.2.1机的选择2.2.1.1选择原则1、机的运输能力要稍大于工作面刮板输送机的运输能力；2、顺槽机的机尾与工作面刮板输送机的连接处要配套；3、顺槽机的零部件与工作面的刮板输送机的零部件尽可能通用。2.2.1.2顺槽机的选择根据上述选

35、择原则与工作面刮板输送机的运输能力等，选择机型号为：SZB730/110型。其技术参数如下表： SZB730/110型刮板机的技术参数型号标准长度（m）链速（m/s）园链环（mm）输送量（t/h）中部槽规格（mm）SZB730/110251.0722×86-c7001500×730×2222.2.1带式输送机的选型计算设计原始资料:带式输送机的铺设长度，800m带式输送机的铺设倾角，0°顺槽设计运输生产率，Qc 515t/h物料的松散密度，0.9t/m3物料中的最大块度尺寸，300mm物料堆积角，30°根据上述资料，初选顺槽带式输送机型号为：D

36、SJ100/80/160型可伸缩带式输送机。其技术参数如下：型号运量（t/h）运距（m）带速（m/s）电机功率（kW）倾角（°）DSJ100/80/160100010002.5160±52.2.1.1带式输送机的验算1、验算带式输送机的运输能力和带宽带式输送机的运输能力用下式计算：QkB2vc=458×12×2.5×0.9×1=1030.5t/h式中：B输送带的宽度，1m k物料断面系数，查表取458 v输送机的带速，2.5m/s物料松散密度，0.9t/m3 C倾角系数，1QQc，输送机的选择满足运输的要求。输送带的宽度验证：物料最大

37、块度为300mm，则输送带的宽度应满足下式：B2×300200mm800mm设计带宽1000mm，满足运输要求。2.2.1.2计算输送带的运行阻力(1)重段直线段的运行阻力：Wzh（qqd）Lgcos±（qqd）Lgsin （5723.115.75）×800×9.8×0.04×1 26301（N）式中：Wzh重段运行阻力，N q单位长度输送带上物料的重量，kg/m qQc/3.6v=515/3.6·2.5=57kg/m qd单位长度输送带的重量，查表23.1kg/m L输送机铺设长度，700m输送带沿重段运行的阻力系数，查表

38、取0.04重段单位长度上分布的托辊旋转部件的质量，经计算取15.75kg/m （2）空段直线段的运行阻力Wk（qd）Lgcos±qdsin （23.15.36）×800×9.8×0.035×1 6833.2N式中：空段单位长度上分布的托辊旋转部分的质量，经计算取5.36kg/m输送带沿空段运行时的阻力系数，查表取0.035（3）曲线段运行阻力在进行力计算时，滚筒处阻力计算如下：绕出改向滚筒的输送带力为式中：绕出改向滚筒的输出带力，N绕入改向滚筒的输送带力，N k力增大系数，传动滚筒处阻力为：Wc（0.030.05）（SyS1）式中：Wc传动滚筒

39、处的阻力，N Sy输送带在传动滚筒相遇点的力，N S1输送带在传动滚筒相离点的力，N2.2.1.3输送带的力计算1.用逐点计算法找出了S1与S4的关系.按磨擦转动条件找出S1 S4关系:因为S2=S1+WKS3= S2+W23S4=S3+Wzh所以S4=S1+Wzh+WK+W23W230.07S2=0.07(S1WK)S4= S1Wzh+WK+0.07(S1WK) 1.07 S1Wzh+1.07 WK2.按磨擦转动条件找出S1 与S4关系:式中：C0摩擦力备用系数，取1.20输送带与滚筒之间的摩擦因数，取0.2围包角，取240°则：2.31即S4=2.1S1解联立方程，求得S1=32

40、633.5NS4=68530.4NS2=39466.7NS3=42229.4N2.2.1.4输送带的悬垂度和强度验算1、垂度验算重段胶带允许最小力为;Sminzh =5 (q+qd)gcos=5×(57+23.1)×1.5×9.8cos =5877.4N空段输送带允许的最小力:Smink =5qggcos = 5×5.36×3×9.8×cos =788N2、强度验算输送带为强力帆布输送带，带强P0=960N/cm·层，设计输送带按硫化接头，7层帆布设计。Se2.2.1.5牵引力与电机功率计算输送机主轴牵引力为F0=

41、S4S10.04(S4S1) 68530.432633.50.04(68530.432633.5) 39943.5N电动机功率：N考虑到15的备用功率，电动机的容量为：1.15×117.5=135kW通过上述计算，说明所选带式输送机的电机容量80kW×2满足要求。2.3采区上山运输与辅助运输设计2.3.1采区上山运输设备选型设计上山长度为700m，倾角6°。设计运量大于600t/h。根据工作面运输顺槽设备选型，采区上山运输设备仍选择带式输送机。根据顺槽设备的运输能力，设计选择上山带式输送机为DX-1000/55型带式输送机。输送机带宽1000mm，带速2.5m/s

42、。输送机计算简图如下：1、输送机能力验算：Q=3.6SVk=1014.00t/h600.00t/h 满足S输送带上最大的物料横截面积0.1127 m2；k-倾斜输送机横截面积折减系数1.0。2、输送带宽度验算B2a+200=800mm1000mm (最大粒度a=300mm) 满足3、运行阻力计算(1)重段直线段的运行阻力：Wzh（qqd）Lgcos-（qqd）Lgsin （66.723.115.75）×700×9.8×0.04×cos6°（66.723.1）×700×9.8×sin6° 35588（N）式

43、中：Wzh重段运行阻力，N q单位长度输送带上物料的重量，kg/m qQc/3.6v=600/3.6·2.5=66.7kg/m qd单位长度输送带的重量，查表23.1kg/m L输送机铺设长度，700m输送带沿重段运行的阻力系数，查表取0.04重段单位长度上分布的托辊旋转部件的质量，经计算取15.75kg/m（2）空段直线段的运行阻力Wk（qd）Lgcos+qd Lg sin（23.15.36）×700×9.8×0.035×cos6°+23.1×700×9.8×sin6°23360N式中：空段单

44、位长度上分布的托辊旋转部分的质量，经计算取 5.36kg/m输送带沿空段运行时的阻力系数，查表取0.035（3）曲线段运行阻力在进行力计算时，滚筒处阻力计算如下：绕出改向滚筒的输送带力为式中：绕出改向滚筒的输出带力，N绕入改向滚筒的输送带力，N k力增大系数，传动滚筒处阻力为：Wc（0.030.05）（SyS1）式中：Wc传动滚筒处的阻力，N Sy输送带在传动滚筒相遇点的力，N S1输送带在传动滚筒相离点的力，N4、输送带力计算（1）依据逐点计算法，计算输送带各点力S2=S1WkS123360S31.05S2=1.05S1+24528S4=S3+Wzh1.05S1+24528355881.05

45、S1-11060S5=1.05S4=1.1S1-11613（2）按摩擦传动条件并考虑摩擦力备用能力列方程式中：C0摩擦力备用系数，取1.20输送带与滚筒之间的摩擦因数，取0.20围包角，取480°则：5.34即S1=4.6S5解联立方程，求得S1=13157.6NS2=36517.6NS3=38343.5NS4=2755.5NS5=2893.3N6、牵引力与电机功率计算输送机主轴牵引力为F0=S1S50.05(S1S5) 16784.86893.30.05(16784.86893.3) 11075.4N电动机功率：N输送带所配电机功率55kW，故电机在有载运行时功率能满足要求。空载时

46、牵引力F0k=1.05（2qd）Lcos6°×9.8 1.05(2×23.115.755.36)×700×0.035×cos6°×9.8 16876N则输送机空载运行时的电机功率为故电机在空载时，电机功率仍是满足的。2.4大巷电机车运输选型2.4.1设计原始资料矿井为低瓦斯矿井，分两翼开采，井下大巷采用电机车运送煤矸，主要运输大巷有两个装车站。井下四六制作业，三班生产，一班检修。生产班每班工作时间为5小时。东翼采区装车站距井底车场的距离L1=1200米，采区每班出煤量Q1=900t；西翼采区装车站距井底车场的距离L

47、2=1200m，采区每班出煤量Q2=900t。确定矿车组与全井电机车台数。主要运输大巷平均坡度按3 0/00 选取，拟选用2K7-600/250型架线式电机车。电机车牵引电机为两台ZQ21型电动机，电动机长时电流Ich34A，电动机粘着重力Pn70kN，长时速度Vch4.69m/s。采用标准1t固定矿车。矿车轨距600mm，自重mz1=595kg，载重m1=1000kg。2.4.2列车组成计算2.4.2.1按粘着力条件计算车组组成:式中：P机车重量，7t G矿车载重，1t G0矿车自重，0.6t粘着系数，0.24zh重车列车起动的阻力系数，查表取0.0135 ip轨道的平均坡度，0.003 a

48、列车起动加速度，0.04m/s2取n45辆2.4.2.2按牵引电动机温升条件计算查机车长时牵引力Fch = 3240N,长时速度Vch =16.9km/h，重车运行阻力系数Wzh=0.009，等阻坡度ip=0.002，调车系数a=1.25，休止时间=20min。加权平均运距如下：km根据下式计算在等阻坡度上往返一次的运行时间T = tzh + tkT2=2×根据下式求相对运行时间将上述数据带入下式，取n41辆2.4.2.3按制动条件计算=式中：制动状态的粘着系数，取0.17 ip轨道的平均坡度，0.003 b制动减速度，用下式计算 = Vs取长时速度，16.9km/h4.69m/s

49、Lzh实际制动距离，m LzhLzhiVst404.69×2=30.62m Lzhi按运送物料制动距离40m t制动空行程时间，取2s。根据以上计算，n最终取17辆。2.4.2.4列车组成的验算1、电动机温升验算列车运行时的牵引力重列车下坡运行时的牵引力Fzh1000Pn（GG0）（zhip）g 1000717(10.6)（0.009-0.003）×9.8 2010.96N空列车山坡运行时的牵引力Fk1000（PnG0）（kip） 1000(717×0.6)（0.0110.003）×9.8 2359.84N式中字母意义同上。每台电动机的牵引力查表确定机车

50、实际运行速度与电流Izh24A，Vzh19km/h，Ik30A，Vk17.5km/h计算一个运输循环牵引电动机的等值电流其中tzhtk=Idz=18.5AIch34A满足温升条件。制动距离验算按重车运行速度Vzh和最大制动减速度验算制动距离。制动时的减速度为式中：b制动时的减速度，m/s2制动状态的粘着系数，取0.17 实际制动距离为：Lzh36.5m小于40m，制动距离满足要求。即电机车可以拉17辆1吨矿车。2.4.2.5全矿电机车台数的确定电机车加权平均周期运行时间由式T=（60Lq / 0.75Vzh）+(6Lq /0.75Vk)+ 得 T=(60×1.2/0.75×

51、19)+(60×1.2/0.75×17.5)+20 =30.5min 每台机车每班往返次数： 由式 Z1 =60Tb /T 得Z1 =60 ×5 / 30.5 = 9.8取 Z1 = 10次/班每班需运送货载总次数由式 Zb =k(Ab+Aa) / nG得Zb = 1.25(900+900)/17×1 =132.4取Zb=133次/班工作电机车台数由式 N= Zb /Z1 =133 / 10 = 13.3取N=14备用与检修台数由式 N1 = 0.25N =0.25×14=3.5 取N1 =4全井所需机车总台数N0=14+4=18台.2.5运输系统图第三章 矿井提升设备选型设计3.1设计原始资料An=90万t/aHs=300mHz=18mHx18m0.9t/m3br300dt14h单水平开采。3.2提升容器选型3.2.1提升方式选择设计提升方式为立井单绳缠绕式双箕斗提升。3.2.2提升容器的选择3.1.2.1小时提升量Ah = C×An/br×t =1.1×900000/ 300×14=236(t/h)3.1.2.2.经济提升速度: Ht=Hs+Hx+Hz=300+18+18=336(米)Vj =0.4 0