大专毕业设计矿山机电

煤矿机电设备选型设计任务书图：1统图；矿井提升设备选型设计，并绘出提升机房布置示意图；矿井排水、通风、压气等系统的选型设计，并绘出排水系统图；采区供电设计，并绘出采区供电系统图；1~5部份的设计说明书。1目 录第一部份 支护设备与采煤机选型设计 3第一节第二节

支护设备选型 3采煤机选型设计 10第二部份 矿ft运输部份设计 17第一节 刮板输送机的选型 17第二节 转载机的选型 31第三节 带式输送机的选型 31第四节 大巷运输设备选型 40第三部份 矿井提升设备选型设计 46第一节箕斗的选择 46第二节提升钢丝绳的选择 49第三节滚筒直径的选择 50第四节提升机与井口的相对位置计算 52第五节运动学力学计算 53第六节校核提升机电机功率及提升量 55第四部份 煤矿压、通、排设备选型设计 56第一节 煤矿通风设备选型设计 59第二节 煤矿压气设备选型设计 62第三节 煤矿排水设备选型设计 65第五部份 井下采区供电设备选型设计 73第一节 变压器的选择 73第二节 高低压电缆的选择 76第三节 高低压开关的选择 77第四节 短路电流计算 812第一部份 支护设备与采煤机的选型原始资料：3.2（M16；顶1:22100(M)100300天计算;每天分为四六制工作及，三个班生产；一个班检修。第一节 支护设备的选型设计综采支架选型支架受地质变化影响煤层厚度3.2（M）选用的综采支架，为了适应受地质变化情况下如以下的影响：、煤层出现断层。、台阶下沉。、过巷。、煤层变厚、变薄等的影响。2.5～2.8M3.2M1～33.6M支架是否设计防滑措施160150支架强度初算0.3＜N≤3～5、L：=25～50（M2但有大量节理裂隙，局部较完整，冒后不能填满采空区，一般在支护设备前移3后随即冒落。主要指标:强度指数D31～70、参考指标：9～18。液压支架的结构参数确定3.2M最大采高时,液压支架能顶得住,在最小采高时,支架能过得去.支架最大结构高HmaxHmin,由经验公式计算:最大结构高度HmaxHmax=hmax+a考虑到煤层伪顶,煤层冒落支架仍有可靠的初撑力所需要的支撑高度的补偿量,因此中厚煤层a取值为0.2mHmax=3.2+0.2=3.4(m)最小结构高度HminHmin=hmin-S-b-c2考虑到煤层出现断层。台阶下沉。过巷。煤层最小厚度取值1.85M;S:顶板最大下沉量,属Ⅱ级老顶按0.15取值;2b:1.2M,c:0.1.Hmin=2.35-0.15-0.1-0.1=2(M)支架支护强度的确定按经验公式：q=K*H*R 吨/米2式中：K——H——3.2MR——岩石容重，按2.3吨/米3得:q=7*3.2*2.3=51.52吨/米2综采支架选型确定支架型号确定选用ZY320/20/35型支撑掩护支架，是根据煤层厚度3.2（M）;煤层倾角41601:老顶Ⅱ级\2:2100(M);适应地质条件复杂、倾角度大、节理发育顶煤容易跨落设计。本支架为倾斜四柱支撑掩护式液压支架。支架设计特点Y320/20/35度条件下支护简单，尺寸紧凑，具有整体性强和安全生产等优点。具体特点如下：a、采用刚性整体顶梁的结构，顶梁设有活动侧护板。b选用了最简单的标准液压系统设计，降低初期投资，保证支架达到良好工作条件。c2000MMd、大倾角加装防滑装置实现其功能。e、端头支架设置两操作阀，推溜和移架采取邻架操作。液压支架主要技术参数项目参项目参数单位附注支撑掩护式液压支型式架高度2000-3500mm中心距1500mm支宽度1430-1570mm初撑力1500-1950kNP=31.5MPa1工作阻力3200kNP=35.4MPa支护强度47.8-61.2吨力/米2公斤力/底板比压（前端） 13-15 米2架泵站压力31.5MPa5缸径柱径/加长杆170/140柱径/加长杆170/140mm行程/液压2443/1221mm加套390初撑力(推/拉)801/87kNP=31.5MPa工作阻力3200kNP=35.4MPa型式差压式1根推缸径160mm移杆径105mm3千行程700mm斤推力273kN锁推腔顶拉力360kNP=31.5MPa护型式普通2根帮缸径/杆径80/45mm千 行程390mm4斤初撑力(推/拉)158/108kN锁两腔顶侧型式普通3根推缸径/杆径80/45mm千行程170mm5斤推力158kNP=31.5MPa顶拉力108kNP=31.5MPa调型式普通1/2146架缸径/杆径125/70mm千行程340mm柱

15-25º架后推溜约14000 单伸缩,机械加长段180

加防护设施4根6斤推力/拉力385/264kNP=31.5MPa顶调架型式缸径/杆径普通80/45mm1/2根梁 行程千150mm斤 推力/拉顶158/108kN锁两腔防 型式普通216倒 缸径/杆径125/70mm千 行程430mm斤推力/拉力385/264kNP=31.5MPa78顶78顶支架组成组焊件16Mn钢板,部分采用s=45kg/mm216MnGB709-8812、14、16、20、30)。液压缸27SiMn选规格。销轴、导杆类30CrMnTi4540Cr55%。销轴、导杆均镀锌、钝化处理。立柱7缸径大于100的千斤顶中的鼓形圈均采用聚氨脂材料。液压系统主泵管选择支架采用本架大流量控制系统。主进液管路为31.4D高压胶管。主回液选用32胶管。架内主进回液选用25高压胶管。阀类选择操纵阀为200L/min流量组合液控单向阀，100L/min流量安全阀。1截止阀NZJF2.00,P=31.5MPa2截止阀NEJF3.00CP=31.5MPa项目参项目参数附注项目参项目参数附注1钢编管总成Φ25×4P×20mP=31.5MPa钢编管总成Φ10×3P×2.0mP=31.5MPa钢编管总成Φ13×3P×2.0mP=31.5MPa2钢编管总成Φ16×3P×1.2mP=31.5MPa钢编管总成Φ25×4P×2.5mP=31.5MPa钢编管总成Φ32×4P×2.5mP=31.5MPa支架的工艺要求钢板焊前除锈，主要筋板刀检；本支架组焊件中主要装配孔，均要求部件组焊后整体镗孔；高强板组焊后均需进行消除应力处理。8支架质量（重量）支架质量为约14000kg（ s=45kg/mm级高强度钢板重量约占60%。100M，1.38M100mm,70支架图附后9第二节采煤机的选型设计3.2M地质条件、支护设备、运输设备等。采煤机性能参数的计算与确定滚筒直径的选择为了正常的采煤工作中，减少不必要的时间损失，少去在机头、机尾操作过多的时间，影响生产。选用双滚筒采煤机，其直径D为采煤工作面最大采高的0.6倍。D=0.6Hmax=3.2*0.6=1.9M截深的选择380，、煤层厚3.2M,20.6M,0.6M滚筒转速及截割速度滚筒转速对截煤能耗、装载效果、粉尘大小都有一定的影响。由截齿最大切屑厚度hmen公式hmen=1000V/m*n 毫米mV30/4/分左右。采煤机的最小设计生产率100300并且每天是三个班生产，一个班检修。由此：本采煤工作面每班产煤量为1)、每日产量为100/300=0.3333万吨/日=3333吨/日、每班产量为0.3333/3=0.1111/班=1111/班3)、每冀生产量为W=1111/2=556吨/班/冀采煤过程中,由于处理故障,机头、机尾调头、检查和更换刀具,等候支护工作,处理片帮等,经常出现停顿,采煤机实际生产率比理论生产率小的多,考虑到有效开机率，则采煤工作面生产能力所要求的最小设计生产率Qmin为：Qmin=W/18*0.2=556/18*0.2=154吨/小时采煤机截割时的牵引速度及生产率由于采煤机装煤能力，运输机生产率，支护设备推移等因素的影响，采煤机在截割时的牵引速度比空运时低的多，特别是采煤机在零到某个值范围变化，所以选择要根据以下几个方面来综合考虑。QminV1VQmin/60*H*B*r 米/分1=式中：Qmin——采煤机最小设计生产率 吨/小H——采煤要同平均采高，米B——采煤要截深，米r——煤的容重 1.35吨/米3V=154/60*3.2*0.6*1.35=0.99/分1因截割阻抗A=380牛顿/毫米,属硬性考虑煤坚硬度f，V=0.99/分12、按照截齿最大切屑厚度决定的牵引速度nv切屑厚度呈月牙规律性变化，如果滚筒一条切线上安装的截齿数为m,则截齿最大切屑hmaxd在月牙形中部，可用下式求：hman=1000v/m×nmnhmanVVhmanhman齿座长度的70%，按上述要求，采煤机的牵引速度为V。211Vm×n×h1man/1000v 米/分2毫米）国产径向截齿。按照约为毫米。考虑煤坚硬度fA=380/44m1.92436015.n30/则：V=24×30×44/10002=31.6米/分按照液压支架推移速度决定牵引V3考虑到采煤机在割煤牵引过程中,综采支架在推溜时,为了保证工作面运输机不大于310～15架的推移速度大于采煤机牵引速度,这样可保证采煤机的安全生产。

VVV4 1 2、3

V

直协调，使采煤机既能满足工作面的生产能力的要求，1 2 3又可避免齿座或叶片参与截割。并能保证采煤机安全生产。采煤机截割牵引速度确定后，采煤机的生产率QQ=60HBVr 吨/时=60*3.2*0.6*1.35=155吨/时采煤机所需电机功率(米/分2345(米/分23456H(千瓦.小WB时/牛吨0.500.440.420.400.38表2-612煤层类别 类别

截割阻 磨蚀性 脆抗A 系数 性牛顿/毫米 P 坚硬夹杂物含量毫米/千米

采煤机械造型1类

脆性采高小于一级脆性一级脆性(极软)260_120＜100只含软夹矸米时先选用刨煤机煤层(软)3120-180100-200韧含软的泥质页岩夹矸细量＜0.5% 性性二级4类180-240细碎硬杂物 脆＜1% 性脆性60-120200-300细碎硬杂物 韧含量＜2.5% 性滚筒采韧超中硬120-180脆性煤性煤5类180-240300-400细碎硬杂物 韧含量＜2.5% 性层硬240-300碎硬杂物含 脆韧三2.5%-5%压水煤级极硬180-240三2.5%-5%压水煤级极硬180-240层松动脆性煤层7类不论≥600硬夹矸和大块结团夹杂8-10%韧性再用滚筒采煤机

450-500

细碎硬杂含 量

先爆破或注高特硬H=A/A×H

=380/3×0.42=53wX X WBN=Q×H/(K×K 千瓦wX 1 2式中:13Q——采煤机生产率 吨/时K——功率利用系数,用一台电机驱动取1,两台电机驱动时取0.81:K——功率水平系数,与牵引速度调节方式,电动机超载能力等因素有关,可按下表选2MmaxMH

比值.电机Mmax/MH

功率水平系数速度调节方式2.0-2.22.2-2.42.4-2.6

0.90.951

自动调速

0.80.850.9

人工调速=155×53/0.8×0.9=114(KW)K 0.8。1:K——人工调速0.9。2：

H

,为:H/ =KHwX, 3 wX

wX,

,wX式中K-后滚筒条件工作系数.由下表2-8选取。3滚筒转向牵引速度调节方式滚筒转向牵引速度调节方式下部上部向着前滚筒截割自由面0.80.7逆着前滚筒截割自由面10.9H/ =KHwX 3 wX=1×53=53K——后滚筒逆着前滚筒截割自由面取1。3滚筒采高按最大采高的60%选取时双滚筒采煤机所需电机功率为：14N=Q/(K×K)/(0.6H+0.4H/)1 2 wX wX=155/(0.8×0.9)/(0.6×53+0.4×53)=155/0.72=215(KW)采用双滚筒采煤机电机功率各为107KW,国内电机系列化选取每台150KW电机。牵引力由表2-9初选|：采煤机电机功率（千瓦）牵引力（千牛）50100100100-120150150-180200200-220300250-300考虑到采煤工作面倾斜角度16度，选取180（千牛）牵引力。、初选采煤机及其配套设备MG-300-SiMG-300-Si1.6M;0.6M1.965M;600--220。16开采，需要采取防滑措施增加液压制动器。、初选取采煤机主要技术参数的校对hmax15Hmas=A-H/2+LSina

+D/2max式中：A——采煤机高度，米HL——摇臂长度amax

——摇臂向上摆动最大角度D——滚筒直径Hmas=A-H/2+LSina

+D/2max=1.6-0.6/2+1.965×1.732/2+1.4/2=3.52(米)因是中厚煤层,3.52米大于3.2的煤层厚度太多,选用1.6米直径的滚筒比合。MXA-300/3.5MXA-300/3.5150kW、1140V适用环境：周围介质温度在-10℃～+35℃；25℃时，周围空气的相对湿度不大于97%；不存在腐蚀金属和破坏绝缘的气体；有甲烷或爆炸性煤尘的采煤工作面。本电气系统对采煤机进行下列操作、控制、保护及显示：通过磁力起动器远控方式，在采煤机上完成采煤机的起动、停止（兼闭锁；通过磁力起动器远控方式，在采煤机上完成工作面运输机的起动、停止（锁；135℃、155℃热保护；采煤机左、右截割电机的功率监测和过载保护；通过电控箱、完成采煤机的牵引操作；采煤机牵引速度零位抱闸保护；通过端头控制站右摇臂的升降；16第二部份回采工作面运输设备的选型设计工作面刮板运输机和采煤机配套要求是：1、刮板运输机的运输能力必须与采煤机的截割能力相配套。即应刮板运输机运输能力大于或等于采煤机的生产能力。2、刮板运输机的结构型式及附件必须能密切与采煤机结构相配套。刮板运输机与液压支架的配套要求：1、刮板运输机型号及溜槽结构要与支架的架型相匹配；2、刮板运输机的溜槽长度要与液压支架的宽度相匹配：3、刮板运输机的溜槽与液压支架的推溜千斤连接装置的间距和配合结构要匹配。第一节刮板运输机的选型设计原始资料1Q，t/hC2、刮板运输机的长度L，m3、刮板运输机的铺设倾角ß；4、物料的散密度r，kg/m35h；6b；7、采煤机的牵引速度V一、回采工作面生产能力验算运输能力Q，155t/hC刮板运输机运输机验算Q=3.6Frµ（V-V）/60CL，100m;160ß；r，1.45kg/m3h；3.2m;b；0.6m;V;4m/min。17Q=60hbrV=60*3.2*0.6*1.45*4=668。CQ=3.6Fr（v-vc/60）(1-4)式中Fm2;查表溜槽结构参数;考虑割煤煤机要在溜槽上行走,730A=80;B=730;C=190;D=710;H=220F=0.275679m2r——物料的散碎密度，1.45Kg/m3;v——刮板链速度，1.1m/s;1-10.9Q=3.6Fr（v-vc/60）(1-4)=893Q>QC

表1-1 装满系数输送情况输送情况水平及向下运输向上运输β﹤5°β=5°～10°β＞15°0．9～10.90.80.6若加有挡煤板，运行物料的面积按图1-1计算，及阴影部分。B620630630630730750764H180150190220220250222A65656565808080C175175175175190190190D520520520520710710710各种溜槽的尺寸如表1-2所示若Q＞Qc,则所选刮板输送机运输能力满足要求，否则另选刮板输送机。18运行阻力计算重段直线段的总阻力W=(qw+qw)*Lgcosß+（q+q）Lgsinßzh 1 1=(4*0.8+57*0.4)*100*10cos160+61*100*10sin160=(32+22.8)*1000*0.96+61000*0.27=52608+16470=69078N式中 q-中部槽单位长度载货质量4kg/mq1-57W-0.8(查表中双链)W-刮板链在溜槽中的运行阻力系数0.4(查表中双链)1L-刮板运输机的铺设长度100 mB-刮板运输机的铺设倾角160空段直线段的总阻力W=q*l*g*(WcosB±sinB)k 1 1本运输机采取下运方式W=q*l*g*(WcosB-sinB)k 1 1=57*100*10*0.5=28748N弯曲段运行阻力工作面刮板机在推溜时，机身产生蛇形弯曲，由此产生附加阻力Wzhw重段弯曲段的附加阻力W =S(e2fa0-L)zhw式中 Wzhw

yw-重段弯曲段的附加阻力. NSy′w-重段进入弯曲段处的链条张力N19f-刮板链与槽帮间的摩擦系数 可取0.4aLw2a2Lw2a20 04aRa4aRa24aR4aRa24*0.6*150.36aLw2Lw2a20L-标准中部槽的长度 一般取1.5米R=L/2sin2sina1=1.582W =S(e2fa0-L)=40000*(2.76*0.95-1.5)zhw yw

=44880N空段弯曲段的附加阻力W=0.1W=28748*0.1=2874.8Nkw k刮板链绕经从动链轮处的阻力Wa=(0.05-0.07)Syˊ式中Syˊ-刮板链在从动链轮相遇点的张力N刮板链绕经主动链轮时的阻力W2=(0.03-0.05)(Sy+Si)式中Sy-刮板链在主动链轮相遇点的张力Si-刮板链在主动链轮分离点的张力刮板链张力的计算判断最小张力点的位置双机头驱动的最小张力点位置用下面方法判断：0.6Wzk-0.4Wk＞010.6Wzk-0.4Wk＜0320100160置一台驱动装置，链条型式采用中双链,26*92-C1.07m/s;用逐点计算法求各点张力因计算0.6Wzk-0.4Wk＞0则1点为最小张力点从最小张力点开始计算， 最小张力点取0S1=0S=S+q*Lˊg(wcosB-sinB)2 1 1 1=0+114*3*10*(0.4*cos16-sin16)=0+114*3*10*(0.4*0.96-0.275)21=372.78S=S+W+W=S2e2fa0+W*L/L3 2 zhw

2-3

zh w=372.78*2.76+69078*5.95/100=5139S=S+W=S+W

(L-Lw-Lˊ)/L4 3 3-4 3 zh=5139+69078(100-5.95-3)/100=68035S=S-0.6(W+W)=68035-0.6(69078+28748)=93395 4 zh kS=S+W=S+W(L-L-Lˊ)/L6 5 4-5 5 k w=9339+28748(100-5.95-3)/100=35500S=S

e2fa0+W

e2fa0+W

*L/L7 6 6-7 6 k w=35500*2.76+28748*5.95/100=99690S=S+W=S+W

*Lˊ/L8 7 7-8 7 k=99690+28748*3/100=100553牵引力及电机功率的计算计算刮板运输机牵引力P=Sr-Si+0.03(Sr+Si)=100553+0.03*100553=103569计算等效功率NdNNmax2NmaxNminNmin23N= ×3d12221222122*575723= × =913式中 N等效功率KWd-N-刮板运输机满负荷时所需电机最大功率 max

可用下式计算PvN= =103569*0.95/1000/0.8=122max N-刮板运输机空载时电机的最小功率KW可按下式计算min221.12qLgwcosVNmin

= 1 1000=1.12*57*100*10*0.4*0.96*0.95=571000*0.8实际配用电机功率为N=(1.15～1.2)Nd

=1.2*91=109kw刮板链的预紧力和紧链力计算T0T=1*(S´+S´+S+S)/40 r i y i式中 S´-

=(68035+9339+100553+0)/4=44481—分别为刮板链在从动链轮相遇点和分离点的张力，Nr S–Si

—分别为刮板链在主动链轮相遇点和分离点的张力，NTT=T+Lqgω+EA/2L(△Ije)0 1 1=44481+100*57*10*0.4+2*107*21.23*0.6/200=1341081式中 E-刮板链的弹性模量N/cm²可取2×107N/cmA- 刮板链的横断面积cm²△Ije-多拉伸段的长度一般取链环节距的0.5～0.6。验算刮板链的强度双链刮板运输机的安全系数n为2S 2*850000*0.9n= d = =12.71.2Smax 1.2*100553式中 n 刮板链的安全系数S一条链条的破断拉力Nd-S-刮板链的最大静张力 N

=max｛si｝max max----双链负荷不均匀系数，对边双园环链 =0.85，对中双园环链=0.9---0.95，对模锻=0.6523计算出的安全系数必须满足n≥3.5、1．7 SGZ730/3201．7．1SGZ730/320主要特点：SGZ730/320到转载机任务，并提供相应的连接手段。、传动功率大，结构紧凑，整机体积小，高度低。、采用双形星减速机构。、链轮轴采用整机装拆，远程注油结构，维修方便。、双电机双速电起动。、采用￠26×92、溜槽全部采用整机箱型焊接结构，全封闭活联结盖板，电缆在电缆槽中拖动、爬坡角度小，凹凸槽圆弧半径大，爬坡段铰接槽方便调整。、交叉侧卸。、运输机机头机尾增加凹槽。、SGZ730/3201、设计长度……………100m2、输送量……………900t/h3、刮板链速……………1.07m/s4、爬坡角度……………16°5、电动机型号……………YBSD160/80-4/8（I）功率……………2×160kW额定电压……………1140V转速……………785/1480r/min6、减速器型式 …………… 行星传动减速24链比 …………… 7、刮板链型式 …………… 中双链圆环链规格……………2-￠26×92-C刮板间距 920mm8、紧链方式…………… 闸盘紧链紧链、主要组成部分结构及用途、机头机头主要由传动装置、机头架、后槽体、轮轴组件、舌板、拨链器、液压系统、挡板等组成。传动装置工作面的实际情况安装在机头架的两侧。传动装置左右任一侧，是整台运输机的动力来源。机头架机头架分前机头架和后机头架两大部分。前、后机头架主要起支承传动装置、链轮组件、拨链器、刮板链等部件的作用，因此它是一个强度、刚度都有一定要求的钢结构件。链轮组件链轮组件装在机头传动部的机头架上，主要由轴承盖、轴承座、滚筒、链轮、轴、浮动密封、滚动轴承等组成。链轮为合金钢整体锻造六齿链轮，齿形机加工成形，齿面淬火处理。内孔为平键，与轴装配在一起，动力由减速器输出，经链轮轴传递到链轮花键，从而使链轮带动刮板运行。链轮轴两端各有一套双列向心球面短圆柱滚子轴承，采用稀油润滑，机械浮动密封，远程注油方式，润滑油为N320极压齿轮油，注油油箱为止。轴承座在机头架上的固定由压板来实现。25不能在正常分离点脱开。拨链器是由舌板固定在其安装位置，当需要更换拨链器时，拆卸舌板，即可更换，具有不需拆卸链轮的优点。溜槽运输机采用整体箱型焊接全封闭溜槽，电缆槽在槽体侧面，每节溜槽由槽体、电缆槽组成。槽间哑铃联接，底、中板采用Mn16高强度耐磨板，以满足过煤量的要求。溜槽作为刮板运行导轨及物料载体，在不同部位具有不同功能，分为以下几种：凹凸槽，铰接槽：运输机与转载机的机尾搭接。凹槽的中板和底板均增加了厚度，并采用大圆弧过渡，减少了磨损，提高了过煤量。在爬坡段与凹槽联接的是铰接槽。刮板链刮板链是重要部件，在工作过程中承受较大的静负荷和动负荷，并与溜槽相磨擦。因此，要求刮板链不仅强度高，耐磨，而且要具有一定韧性和抗腐蚀性。刮板链本运输机的刮板链为中双链型式，由圆环链、刮板、横梁、螺栓、接链环、螺母组成，如图所示。圆环链规格为120mm，19918.308m10920mm。刮板采用合试运转前应检查以下几个方面：检查电气信号装置、通讯、照明灯工作是否正常。检查行走部的连接是否正确。检查减速器等注油量是否正确，各润滑部位是否都经过充分的润滑。检查转载机上是否有遗漏的金属物品、工具等。空运转时应注意以下几点：1．检查电气控制系统的运转是否正确。2．检查减速器有无渗漏现象，是否有异常声响及过热现象。326否适合，刮板是否装反，螺栓是否松动。：1承、齿轮、电动机等零件的损坏。运输机应避免空负荷运转，以减少磨损，无特殊情况不要反转。按规定部位、油种、时间进行润滑。运输机严禁运送非煤炭物料。运输机的润滑与维护为保证转载机的安全运转，发挥其最佳性能，必须按要求定期维护。运输机的各零部件、紧固螺栓要定期润滑，各润滑部位的注油量，油位参阅有关部件的使用说明书。下列部位定期注入规定的润滑油工作时间部 位 润滑油 1次 2次 3次机头链轮轴N320极压齿轮油20010002000机尾链轮轴N320极压齿轮油20010002000对下列部位应定期维护工作时间（小时）部 位 紧固力矩 1次 2次 3次各槽之间的螺栓M301450kN60500500哑铃销60500500定位销60500500机头架与传动装置联接螺栓M301450kN60500500刮板螺栓M24*2725kN888每班检、日检、周检、月检工作制，检查内容如下：27一般外部检查务结合起来执行。不拆卸机器、验证机器和设备处于有效及安全工作状态，功能正常。所有的部件、配件、元件都完整无缺，没有缺陷。和机架处发出的非正常声音。无漏油或漏水。灭火装置随手可及，并贴有法定告示。机器和设备保持清洁，无煤尘集聚物，能自由转动。每班检查除了以上检查，每班开始应进行下面检查，有些检查可以在设备运转时进行，但要小心。检查溜槽、舌板、拨链器和压链块有无损坏。检查可预示溜槽联接件破坏的槽间间隙和槽的脱开情况，更换损坏的联接件。检查圆环链、刮板和接链环有无损坏，必须更换变形的刮板。检查液压软管及液压装置有无损坏或渗漏。检查机尾端是否有过多由底链带回的煤屑，需要时调查原因。检查煤是否被正确卸下。检查电缆槽与电缆是否损坏。每日检查1．机头端和机尾端刮板链被拨链器平稳分开。2．3．观察盖状态良好。链轮有无损坏。检查刮板链通道的平滑性。链轮轴和轴承良好润滑，无过热。刮板链无缠结，无损坏的联接环，无松弛和丢失的螺栓及损坏或断裂的刮板。28每周检查检查并保持安全工作状态。所有的每日步骤，加上以下检查：1．检查所有的油位，从减速器和每个链轮内提取油样。无碎料或其它矿料在联接罩内堆积。链轮的磨损与损坏情况。舌板、拨链器的磨损与变形情况。溜槽的损坏、磨损情况，以及观察门是否到位，状态良好。固定螺栓无损坏。压链块，机尾有无磨损和破坏。刮板链无损坏。检查链轮组件的润滑是否充足，有无漏损。每月检查检查并保持安全工作状态。所有的每周步骤，加上以下检查。1．检查减速器中油的情况，需要时更换。2.5%，则应考虑圆环链的未来寿命，当需要替换时，必须成对更换。每季检查排放完链轮润滑油，冲洗和重新加满正确等级的润滑油。半年检查所有步骤加上以下的检查：1．工作面转移期间：检查机架有无损坏，修理损坏的区域。检查链轮齿的寿命是否以完成新工作面任务。装新的拨链器。检查溜槽的工作寿命是否以完成新工作面任务。检查减速器是否需大修。圆环链的维护29新圆环链时，每日检查预张紧，因为突然快速的拉伸会损坏圆环链。几周后链会中断快速延伸，做周检查足够了。圆环链的拉伸量也应在每月基础上监测。当伸长量达到原长度的2.5链条的未来寿命。12．必须进行定期检查，确保及时替换丢失、损坏或拧紧松了的刮板螺栓第二节采区顺槽运输机的选择设计一、转载机的选择转载机的运输能力要稍大于工作面刮板运输机的运输能力。转载机的机尾与工作面运输机的连接处要配套。工作面运输机及转载机的配件应尽量可以通用。DSP1080/1000。验算带式输送机输送能力及带宽带式输送机的输送能力QQ=KB²vγC=316×12×2.5×0.9×1=711(t/h)式中 K——物料断面系数 可取B——送机带宽mV——输送机运行速度 m/sγ——物料散碎密度t/m³ 可取0.9t/m30C——倾角系数 在0°倾角时取1计算后比较需满足Q≥Qc采用该皮带机输送能力可达711t/h，而Qc=155t/h，故能满足要求。带式输送机的带宽应物料中的最大块度进行校核B≥2a+200 mm

max+200 mm=2×300+200=800mm，所选皮带运输机B=1000mm，故满足要求。

max输送带运行阻力重段直线段的运行阻力WzhW=(q+q+q´)Lgw´cosβ±(q+q)Lgsinβzh d g d=（Q/3.6v+q+q´）Lgw´cosβ±(q+q)Lgsinβc d g d=（155/3.6×2.5+15+11.33）×1100×10×0.03×1±0=33181.5（N）式中q-单位长度输送带上装运的物料量q=Q/3.6vc=668/3.6×2.5＝43.55q-输送带单位长度的质量kg/md空段直线段的运行阻力WkW=(q+q´´)Lgw´´cosβ±qLgsinβk d g d=（15+5）×1100×10×0.025×1±0=5500（N）q´´-空段单位长度上分布的托辊旋转部件的质量kg/mg可按下式计算 q´´=G´´/I´´g g gG´´-空段每组托辊旋转部件的质量kg/mgI´´-空段托辊的间距 m可取3mg31w´´-输送带沿空段运行的阻力系数输送带绕经改向滚筒的阻力输送带在改向滚筒上的围包角为180°时，输送带绕经改向滚筒的阻力为WggW=(0.05～0.07)S´gg y=0.06×8820=529.2（N）式中 S´-输送带在改向滚筒相遇点的张力Ny输送带绕经驱动滚筒的阻力WqzWqz=(0.03～0.05)(Sy+Si)=0.04×（13392＋7255）＝826式中 输送带绕经驱动滚筒相遇点的张力Si-输送带绕经驱动滚筒分离点的张力N输送带张力的计算计算示意图Wzh``gWK运行阻力与胶带张力计算32用逐点计算法列出各点张力之间的关系S=S+W2 1 kS=S+W3 2 2-3=1.05S+1.05W1 kS=S+W4 3 zh=1.05S+1.05W+W（1）1 k ｚｈ按摩擦传动条件列出相遇点和分离点的张力关系S=S[1+(eµα－1)/n]（2）4 1式中n-摩擦力备用系数 一般取µ-输送带与滚筒间的摩擦系数α-围包角 rad用（1、(2)式求出SS1 4保证输送带工作时不打滑所需的各点张力值。q= A

12.083.6v 3.62q 1.1Bi1.11.1.11.25 63

12.公斤 /米）12q' g

m'gl'gm

8(公斤/米)12q''g

l''g

4（公斤/米3W (qqzh d

)Lsing(qqd

q\)gLω、cosβg=(12.08＋12.65＋8)×1100×0.04×cos0°×10=9164.4×cos0°=9164.4=9164.4（牛顿）w (qk d

q'')L''cosgqg

Lsing=（12.65＋4）×1100×0.035×cos0°×10－033=87510×cos0°=87510=87510（牛顿）用逐点计算法求胶带各点张力，如下：s s w2 1 k

s 4079.251s 1.04s3 2

1.04s1

1.0429388.551.04s1

30564.1s s w4 3 zh

1.04s1

30564.173344.241.04s1

42780.15s s5 6

1.04s4

1.08s1

1.0442780.151.07s1

44491.36 （A）依摩擦条件并考虑摩擦力备用系数列方程： eua1 2.51s s1 s11.15n

(B)6 1 1 1方程（A）和（B）联立解得：s 21186（牛顿）1s -8202（牛顿）2s -8530.56（牛顿）3s 64813.44（牛顿）4s s 67160.38（牛顿）6 5重段最小张力s 8020（牛顿）3按悬垂度要求的最小张力为：s qzx d

'g

cosg512.0812.651.5cos2210=1719.72（牛顿）＞s 8020（牛顿）3因此，胶带各点张力均满足悬垂度要求的最小张力。胶带强度验算：34胶带允许承受的最大张力为：s Bi

10061250

75000（牛顿）＞

67160.38（牛顿）zd m 10 6因此，胶带强度满足要求。牵引力与电动机功率计算输送机主轴牵引力为：w s0 6

s 1

s1＝67160.38-21186＋0.04（67160.38＋21186）＝49507.84（牛顿）轴功率计算为：N wv1000

875102 206（千瓦10000.85考虑15﹪的备用功率和特性，考虑电机容量大电动机容量为2台，电机功率Pd为：dKdN 1.15206 dPd= Kd:=1.15

0.880.90.95

314（千瓦）:=0.88;传动效率0.9 0.95dDSP1080/1000用两台（160）电动机。DSP1080/1000DSP1080/1000351、传动功率大，结构紧凑2、双电机双速电起动。31250N4、采用机头皮带仓内张紧装置，皮带仓50米用于延伸和宿皮带，设有小跑车。5、皮带托辊采用108、绞接托辊间距1.5米,H型架间距3米,6、机尾仓架每3米一架\共5架。7、皮带运输机机头纵向布置采取抱链联接。、主要技术特征1、设计长度……………1000m2、输送量……………155t/h3、皮带速度……………2.0m/s4、爬坡角度……………0°5、电动机型号……………YBSD160功率……………2 160kW额定电压……………660/1140V转速……………1470r/min6、减速器型式 …………… DCY-4007、紧带方式 ……………5.5KW张紧绞车在机头仓架内紧带、主要组成部分结构及用途5．3、1、机头机头主要由传动装置、机头架、轮轴组件、等组成。机头架安装在煤仓口。、、传动装置侧，是整台皮带机的动力来源。365．3、3、机头架机头架安装在煤仓口。因此它是一个强度、刚度都有一定要求的钢结构件。运转注意事项试运转前应检查以下几个方面：1．检查电气信号装置、通讯、照明灯工作是否正常。2．检查皮带各接头是否完好。3．4．检查是否有遗漏的金属物品、工具等。空运转时应注意以下几点：检查电气控制系统的运转是否正确。2检查减速器有无渗漏现象，是否有异常声响及过热现象。3．检查皮带机是否跑偏、松紧程度是否适合，螺栓是否松动。皮带运输机正常运转时应注意：承、齿轮、电动机等零件的损坏。皮带机有适当的预紧力适宜。皮带运输机应避免空负荷运转，以减少磨损，不得反转。按规定部位、油种、时间进行润滑。皮带机运输机严禁运送非煤炭物料。运输机的润滑与维护为保证运输队机安全运转，发挥其最佳性能，必须按要求定期维护。运输机的各零部件、紧固螺栓要定期润滑，各润滑部位的注油量，油位参阅有关部件的使用说明书。8．5．3、每班检、日检、周检、月检工作制，检查内容如下：一般外部检查37务结合起来执行。主要检查以下几个方面：1．所有的部件、配件、元件都完整无缺，没有缺陷。无非正常噪音、振动和发热，尤其是减速器和链轮中的齿轮和轴承。无漏油。灭火装置随手可及，并贴有法定告示。机器和设备保持清洁，无煤尘集聚物，能自由转动。每班检查除了以上检查，每班开始应进行下面检查，有些检查可以在设备运转时进行，但要小心。1检查机头、机尾、仓架内有无浮煤浮矸。2、检查皮带机抱链有无损坏。每日检查机头端和机尾端。减速器无非正常噪音、振动和过热，机器上的螺栓联接可靠。观察盖状态良好。检查抱链轮有无损坏。每周检查所有的每日步骤，每月检查检查并保持安全工作状态。所有的每周步骤，加上以下检查。1．检查减速器中油的情况，需要时更换。每季检查排放完链轮润滑油，冲洗和重新加满正确等级的润滑油。半年检查38从所有步骤加上以下的检查：1．工作面转移期间：检查机架有无损坏，修理损坏的区域。检查抱链轮齿的寿命是否完好。检查减速器是否需大修。第四节大巷运输设备选型一般主要运输巷道应首先考虑使用电机车运输，在低瓦斯矿井进风（全风压通风）的主要运输巷道内，优先选用架线式电机车。1001500120030KG/M权平均运输距离因电机车同时服务于两个以上的装车站，按加权平均距离计算。Lq

LQLQ .....LQL=1 1 2 2 n nq QQ1 2 zh

pQn式中L.L…Ln-各装车站的运距Km1 2Q.Q…Qn-各装车站的运量tQ

100L

分别为东翼1 21500米,西翼1200米

1 2 1 2LQLQ .....L

1200*1001500*100L=1 1 2 2 n n =q QQ1 2 zh

pQn

100100=1350 KM线路平均坡度若井下电机车运输线路的坡度是变化的，则平均坡度ip为391000(H H) iLiL.Li= 2 1 =1 1 1 2 n np L LL L0 1 2 n式中i.i…in-各段线路的坡度1 2L.L…Ln-各段线路的长度1 2L0H1H2假设矿井两翼基建时按照30/00

坡度建设1000(H

H) i

i

1500*31200*3i= 2 1 =1 1 1 2 n n=i= =30/p L LL L0 1 2

p 15001200 0选择电机车的粘着质量10081.1U，U600Kg。列车组成计算按粘着力条件计算n≤ PGG0

( 1) ipzh式中p——8TG——G0.6T0N——列车中的矿车数36ψ——粘着系数 可取0.24 0.009zhI——的平均坡度 可取0.003p0.02~0.05m/40则：n≤ P (

−1)GG0

ipzh= 810.6

( 0.240.01350.0030.11*

−1)=134按牵引电动机温升计算n≤ 1 GG0

F1000a 1000a chi )g

−p]式中F——牵引电机的长时牵引力12.83KNChα——调车系数 可取1.25τ——相对运行时间 τ=TT式中T——列车往还一次的运行时间min按机车18~22min20minT=t+tzh k式中tzh

——重列车的运行时间 mint——空列车的运行时间minkt=t=80L

=80*1350=13846zh k Vch

7.8T=t+t=27692zh kτ=TT1

= 27692276921000a 1000a chi )g

=0.989则n≤

[GG0

zh dz

−p]= 110.6

[ 1283 −810001000*1.25* 0.989(0.0090.002)*0.98式中L——运输距离km 取加权平均距离1350V——长时速度 km/h查机车电机参数得7.8ckW——重列车运行的阻力系数查表得0.009zhI——等阻坡度 可取0.002dz41按制动条件计算n≤ PGG0

( (0.11bwzh

−1]式中ψ——制动状态的粘着系数可取0.17i——轨道的平均坡度 0.003pV2——制动减速度m/s²用b=s 计算2Lzh式中Vs——制动开始时的运行速度m/sL——制动距离40mzhL =L−Vs*t=40−7.8*2=24.4zh zhi-V2b=s2Lzh

=0.2式中Lzh

——的制动距离，物料为40米；人员为20米T——制动空行程时间，手动操着需2秒左右n≤ PGG0

( (0.11bwzhip)

−1)==8{

0.17

−1}1.7 (0.110.20.0090.003)=45列车组成验算ip上及最长运输距离Lmax。计算列车运行时的牵引力重列车下坡运行时的牵引力FzhF=1000[p+n(G+G)]( -i)gzh 0 zh p=1000[8+(45*(1.7)](0.009-0.003)*9.8=496842式中F

——车重列等速运行的牵引力NzhP——机车质量 tN——列车实际矿车G——矿车载量 tG——矿车质量 t0i——道的平均坡度p空列车上坡运行时的牵引力FkF=1000(P+nG)( +i)k 0 k p=1000[(8+45*0.6)(0.009+0.003)*9.8=2058式中F——空列车等速运行的牵引力Nk每台电动机的牵引力FF´=2bzh ndFFk´=nkd该电机车的牵引电机是两台,因此电机牵引为F´=3126 F´=2305zh k式中 n电机车上牵引电动机的台数d速度如下:I=151;v=13km/h;I=146;v=14km/h;zh zh k k查牵引电动机的特性曲线图，找出合适的值计算空·重列车在最远运输距离上的运行时间tzht=80L/V=80*1500/13=9.2zh max zht=80L/V=8.57k max k式中 Lmax

最大运输距离kmV重列车实际运行速度13.km/hzh43V空列车实际运行速度12.6km/hk根据以上所得数据计算等效电流I2t I2t I2tzht tzhzhk kk1512*9.21462*8.579.28.5720dx==101式中各字母含义同上检验温升条件=101≤Ich=112所查电机参数式中Ich-牵引电动机的长时工作电流查所选电机车技术参数确定，如满足则表示电机车的温升不会超过允许值。验算制动距离按重列车运行速度Vzh制动时的减速度b为

和最大制动减速度验算制动距离b=Pn(GG

)](w

i)=8*0.17(852*1.6)*(0.01350.003)=0.23

00.11[Pn(GG0

Zhp)

0.11(852*1.6)式中-制动状态的粘着系数 取0.17

v2=zh

3.612= =29m=zhi

2*0.23式中Vzh

-重列车运行速度 m/s计算结果满足 40m，如不满足可采用限制列车速度，减少矿车数等方法解决。zhi电机车台数的确定Z160TZ= b

60*7= =1 T T44式中T——电机车每班工作小时数 可取7hbT——电机车往返一次的运输时间 minT80LVzhT=80L

80LVk80L

801350801350=4.6V V 13zh k zh

12.660T

式中L——加权平均距离 kmVzh——重列车实际运行速度Vk——空列车实际运行速度km/h60*7 60*7Z= b= = =171 T T 4.620每班需要运送煤矸的列车数ZbZ=KKA12bb nG

式中Ab

——每班运煤量 t/班N——车组中的矿车数G——矿车载重tK-——运输不均匀系数 可取1.251KK=1+(每班外运矸石量)/Ab=1+60/556=1.111bZ=KK2A1b

2 2=1.251.115562=27b nG 52.11Zr矿井按两翼开采时取2.每班所需运行的总次数Z0Z=Z+Z =27+2=290 b r确定工作电机车台数N0N=Z0==29=1.720 Z 171计算出的N0

值，应取接近的较大整数。矿井电机车的总台数NN=N+N0 b45式中N——备用电机车台数，按工作电机车台数的25%计算。bN=N+N=2+0.25N=2.530 b 0第三部份矿井提升设备选型设计原始资料：nA=100万吨。n30014t提升方式：单绳缠绕式双箕斗提升4．散煤容重γ=0.9—0.92t/m3，取0.9t/m3Hs=375mHz=18mHx=18m箕斗提升容器的选择经济的提升速度为Uj=(0.3—0.5)|Hm/s式中H---提升高度，m，H=Hs+Hx+Hz=340+18+18=376(Uj=0.4|HHx---18m；Hz---18m；Hs---340m376则 Uj=0.4× =7.756(m/s)376根据经济速度来估算经济提升时间Tj=Vj/α+H/Vj+u+θ式中 α---提升加速度,a=0.8m/s2；46u---容器爬行阶段附加时间,可取10s；θ---每次提升终了后的休止时间,可暂取10s则 Tj=7.756/0.8+(376/7.756)+10+10=78.17 (s)经济提升量Qj=CaAnT/3600btf j式中An---矿井年产量度；aa≥1.2；f fC---提升不均匀系数,有井底煤仓C=1.15 无井底煤仓C=1.2取b---年工作日b=300天；t---日工作小时t=14h。则Qj=(1.15×1.2×1000000×78.17)/(3600×300×14)=7.13(t)IL-8立井单绳箕斗规格表型 有效容积/m名义装载质量/KN提升钢丝绳直径钢丝绳罐 直径/mm道 数量刚性罐道 规数箕斗质量/t最大终端负荷箕斗总高/mm箕斗中心距/mm最大提升高度适应井筒直径

IL-88.8804332—50(根据高度确定)4380n/m钢轨25.5414.592502100925052JK-3.5实际载量，重新估算一下完成生产任务所需要的最大提升循环时间T/xT/x≤3600bt/(CaAn)·Qf47=[3600×300×14/(1.15×1.2×1000000)]×80/9.8=89.4(s)式中 Q---实际载重量b---年工作日（一般取300天）aa≥1.2f fAn---矿井年产量（吨/年）C---C=1.15t---日工作小时（14）从而估算出完成生产任务所需提升速度的最小值V/≥a(T/x-u-θ)-a2(T/x-u-θ)2-4aH/20.820.8289.441010240.8376

]/2=6.08(m/s)提升钢丝绳的选择6×19钢丝绳终端载荷重力Q=Q+Qz=8×9.8×1000+5.5×9.8×1000=132300 (N)0式中 Q---箕斗质量；ZQ---实际载重量。钢丝绳悬垂长度H=Hs+Hz+H/j=340+18+30=388 (m)0式中 H/j---估算井架高度，对箕斗估取30m钢丝绳的安全长度L=1.1δ/ma=1.1×17000×9.8/6.5=28194.60 b式中 δ---钢丝绳的公称抗拉强度，一般选用17000N/㎝bma=6.5---只提重物时的安全系数48钢丝绳每米重力P/=Q/(L-H)=132300/(28194.6-388)=4.7(kg/m)0 0 0查表选P=876000＞P/钢绳的安全系数m=Q/(Q+PH)=876000/(132300+4.7×388)=6.531≥6.5满足要求q q 0 0钢丝绳标号:6×19-43-提升机及提升电动机的选择滚筒直径选择D/=80d=80×43=3440（㎜）式中 d---钢丝绳直径从而选取滚筒直径4000（㎜）最大静张力F1=Q+Qz+PH+qHh=8×9.8×1000＋5.5×1000×9.8＋4.7×9.8×376=149618(N)最大静张力差F=Q+PH-qH=8×9.8×1000＋4.7×9.8×376=95718(N) C式中 H---尾绳环高度；hq---尾绳每米重力,无尾绳时q=0。D=4mB=2.1m,则滚筒上缠绕宽度B/B/={[(H+30)/(πD)]+3}(d+ε)={[(376＋30)/(3.14×4)]＋3}(43/1000＋3/1000)=1.624(m)式中 ε---钢丝绳圈间距离,取若B/<B则缠绕一层B<B/<2B49B﹤B/﹤2B2JK-4/11.5提升机确定后,按下式列表。Vm=πDn/60iD(注：列下表时，减速比I应与提升机表中I相对应)Vmnoi11.598011．1574088．065906．714905．583704．21206．4150．633．863．212．42304．2733．762．572．141．6110.512．2196．447．356．114．61选Vm=6.71m/s﹤提升机许可速度12m/s。提升机型号和基本参数机器型号个数卷直径/m筒宽度/m两卷筒中心距/mm张力/kN差/kN绳直径/mm减速速比器矩动//kn·m2jk-242.122602114047.511.4/1105机器电提升卷筒机机器型号提升高度动速度中心器部分一层二层/m三机（不高旋总质层转大/mm转量/速于）部m（/m·s分不-1总大变于位）质/r量·/kgmin450 930 90125700估算电动机功率P/=KQUm/1000η·φj=[(1.15×80×1000×6.71)/(1000×0.92)]×1.3≈872.3(kw)50选出的电动机功率小于1000KW则选一台电动式中 K---矿井阻力系数,箕斗提升K=1.15；φ---动力系数,箕斗无尾绳φ=1.3—1.4,有尾绳φ=1.1—1.2；ηη=0.92,η=0.85；j j j按P/值及与Vm对应的电机转数n,预选取电机功率为900kw拖动、效率为93.4%、飞轮D转矩(GD2)d

为120kg·m2，额定电压6kv。选定天轮天轮直径 D/=80d=80×43=3440 (mm)TD//=1200δ=1200×2=2400（mm）T按上值选定天轮直径D=3.5m，型号： ，天轮的变位质量Gt= t。T提升机与井口的相对位置HjH H H Hj x r

0.75R1t186.530.752130m式中 H

——过卷高度gR——天轮半径t立井提升装置必须具有符合下述规定的过卷高度和过放距离。箕斗提升不得小于下表所列数值提升速度提升速度≤3468≥10过卷高度4.04.756.58.2510.0能将全速过卷的容器或平衡锤平稳地停住，并不再向下滑。Ls510.6HS

D3.50.63043.525.5m所以提升机滚筒中心到井筒中提升中心线间的水平距离选为26米。Lx(H c)(H c)2(L Rj s t30302)2262225.63m式中c——滚筒中心线与井口水平的高差钢丝绳二层缠绕时的内偏角nsa arctg0 2LX

10式中——两滚筒间的挡绳板间的距离。钢丝绳的下出绳角t arctgHjcarcsinDx LR 2Lts t x

150运动学力学计算提升系统的变位质量m提升主绳全长L H LP 0

3038825.6133.1443023.144506.4m尾绳长wL H2Hw h37624384m52G GD2d(i)220d D20120237( )23532844式中（GD2）d——电机转子的回转力矩G Q2PL LW G j Z p q j d t78400025390023.650638410200005328441530671N式中z——电动机台数G——天轮的变位重力 NtQ——尾绳每米重力 N/m5.1.5总变位质量mGm jg

102000010

102000kg加速度2Ma

max

(kQPH)(m d) 11 D 2350000007.83.6506)10200000.037)4178KN.m

10式中 M——减速器所许可的最大扭矩设定3500KN.MmaxF ze

1000PeV m

10008726.71

0.92119558.853减速度一般情况下按自由滑行方式减速a KQPH3 m

1.157.83.6506102000=-0.0177取a值稍大于a＇3 3如果自由滑行速度太小，应考虑采用机械制动或电气制动减速。速度图计算曲轨内行程H0

2.35V0

不大于1.5m/s由H选定爬行距离h，h应大于H0初加速度v2

4 4 01.32 02h0

22.130.396曲轨中的加速时间t v00 a0

1.30.396

3.27初加速度a0

不可大于a1主加速阶段t1

VmV0a1

6.071.34.5

1.06th VmV0t1 2

6.071.32

1.063.9爬行阶段t4

h4v

53.5

1.434v v

6.072.6减速阶段t3

m a3

2.41.7th vmv4t3 2

6.072.62

2.410.454h Hh2 0

hh h1 3 4等速阶段3882.353.910.45.2366.15mt h22 v

366.15 6.07

60.32m8．1．9一次提升循环时间T tx

t t1

t t 3 43.271.0660.321.433096.08式中-休止时间实际提升能力年实际提升量300143600A`n 1.1596.08 Q1094739吨大于矿井年产量，符合设计要求。电动机功率校核rF2d

F2F2t

F2F2t

F2FFF2t

F2F2t

F2F2t0 0 1 10 t 2 0 2 1

2 22 23

3 3 4 42 3 2 4=14880164.43+184690748089.06+2589436147.252+569874134.56=579823032318.39V1000V1000FF2d0Ttj d=0.00733×108670=796.5KWd式中 T=t0t1t3t4d2

t 2 3796.5×1.1=876.15KW满足1.Pe1.1Pd说明设计结果符合要求55第四部份煤矿压、通、排设备选型设计第一节煤矿通风设备的选型设计预计矿井灾害情况瓦斯根据该矿井精查地质报告提供的瓦斯资料，煤层瓦斯含量和成分一览表56号气286.32.470.279.0498.1.0.080000303063289213.71.060.445.2896.2.1.4028006455150019214.30.194.4995.0.3.70402597995341213.30.630.024.0398.0.1.3057760306000673215.02.447.5097.0.2.708603030161132589.0.10.03953082199.0.0.0687121沼气含量（m3沼气含量（m3/t)（％）钻直孔备空 加热 破碎编 小脱 脱气脱气CH4CO2N2注通风方式及通风系统容易时期路线（前期：新风流→进风立井→东西两翼运输大巷→材料上ft→机巷→工作面→风巷→回风上ft→回风石门→总回风巷→回风立井→地面。困难时期路线（中后期）：新风流→进风立井→东西两翼运输大巷→材料上ft→机巷→工作面→风巷→回风上57ft→回风石门→总回风巷→回风立井→地面。矿井风量、通风阻力及等积孔按矿井1000Kt/a生产能力矿井计：矿井总风量及分配矿井总风量计算其中最大值：按井下同时工作的最多人数计算，即Q=4NK矿通＝4×184×1.25＝920m3/min≈15m3/s式中，Q——矿井所需的总进风量，m3/min；N——4——《规程》规定的井下工作人员的供风标准，m3/min4m3；K——矿井通风系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素，一般取K矿通=1.20～1.25。矿通正常生产时的风量两个综采工作面生产，∑Q

＝1000＋1000＝2000四个掘进工作面∑Q＝采 掘300×4＝1200m3/min；本设计中，独立硐室炸药库一个，∑Q

=150m3/min；其它考硐2

=500m3/s。其它Q=(∑Q

+∑Q采

+∑Q掘

+∑Q)K硐 其它 矿通=（2000+1200+150+500）×1.05=4043m3/min≈68m3/s式中，Q——矿井所需的总进风量，m3/min；∑Q——各采煤工作面实际需要风量的总和，m3/min；采58∑Q——各掘进工作面实际需要风量的总和，m3/min；掘∑Q——各硐室实际需要风量的总和，m3/min；硐∑Q——矿井内除采煤、掘进、硐室外的其它地点（行人和维护巷道等）所需风量之其它和，m3/min；K——矿井通风系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素，取1.05。矿通根据以上两种计算方法，矿井总风量取其中较大者，矿井总供风量为4043m3/min。风量分配回采面：2000m3/min（生产工作面1000m3/min）掘进面：900m3/min（300硐室：150m3/min其它：800m3/min(考虑3个备用掘进头、巷道用风)矿井通风阻力容易时期总阻力（1）h ＝K阻min 局

＝655.28Pa摩min困难时期总阻力（2）h ＝K阻max 局

＝3020.36Pa风硐的通风阻力

＝200Pa硐选择矿井通风设备选择主要通风机所选择的通风机，必须满足在其服务期间内的各个时期运转稳定、工况合理的要求。因此，一般是根据矿井通风容易与通风困难两个时期通风机的风压、风量，按通风机个体特性曲线来选择。1．3．1．1计算各时期的主要通风机风量与风压主要通风机风量Q通按下式计算Q ＝KQ通max 外59Q——矿井总风量，m3/s

=1.2×4043≈4851m3/min≈803/sK——外部漏风系数，风井有提升任务出矸取1.2外主要通风机静风压hmin、hmax分别为h 通静minh 通静max

＋h阻min＋h阻max

－h硐 自=655.28+200=855.28Pa－h硐 自=3020.36+200=3220.36Pa式中，h

、h通静min

——分别为通风容易时期和通风困难时期的矿井通风阻力，Pa通静maxh——风硐的通风阻力，Pa硐h——自然风压，Pa自计算各个时期的主要通风机工作风阻和等积孔主要通风机容易时期工作风阻RminAmaxR min

h通静minQ2通通通

=855.28802

≈0.133N.s2/m8Amax

=1.1896 Q

80855.28=1.1896 ≈3.46m2855.28=h通静min1．3．2．2主要通风机困难时期工作风阻Rmaxh通静minRmax

= 通静hQ2hh通静maxh通静max通

=3020.36802

≈0.472N.s2/m8Amin

=1.1896 Q

803020.36=1.1896 ≈1.78m23020.36=60选择主要通风机根据计算得得各时期得主要通风机风压、风量，进行风机选型，参数：1、风机负压：700～3500Pa;2)3500Pa5000m3/min84m3/s；3）效率：≥80％；4）噪声＜65分贝；5)有6个可调叶片角度。选择电动机计算主要通风机输入功率＝h通N 通minQ＝h通

=855.2880≈97KW通入min

1000通

10000.7＝h通N 通maxQ＝h通

=3020.3680≈345KW通入max

1000通

10000.7计算电动机功率NN＝通入电出

max

345＝1.0

＝345KW传NN＝K电出电入 出

＝1.10×

345

≈412KW根据计算数据，应选择功率440KW的电动机。选用2×220KW轴流式24#风机。矿用通风机选型说明通风方式及通风系统矿井的通风方式为分区式，通风方法为抽出式。容易时期路线（前期：新风流→进风立井→东西两翼运输大巷→材料上ft→机巷→工作面→风巷→回风上61ft→回风石门→总回风巷→回风立井→地面。困难时期路线（中后期）：新风流→进风立井→东西两翼运输大巷→材料上ft→机巷→工作面→风巷→回风上ft→回风石门→总回风巷→回风立井→地面。矿井风量、通风阻力及等积孔1000Kt/a矿井总风量计算：2×220KW风机。一台运行一台备用；两台风机来至两个不同的电源，中间用联络柜联络。风机选型，参数：1、风机负压：700～3500Pa;2)3500Pa5000m3/min84m3/s；3）效率：≥80％；4）噪声＜65分贝；按语国家噪声标准5)有6个可调叶片角度。在不同的工作阻力，和风量的情况下可调。第二节矿井压气设备选型设计选定空压机的型号和台数井下采用移动压风供风。在每一个掘进碛头布置一台移动空压机。全矿井每天四个掘进碛头工作YT28气腿式凿岩机，每班全矿井的总需风量为。Q=aaY∑niqiki m3/min1262ni≤1011～3031～60ki1～0.850.84～0.750.74～0.65式中ni——在计算的工作班内第一种风动工具的总台数，qi——每台风动工具的耗气量，m3/minki——该种风动工具的同时工作系数，ni≤10