综采工作面主要设备选型设计(正原)

(完整(完整word)112310名目第一章序言第一节概论……………其次节选型设计原始资料……………第三节综采工作面主要设备的选型原则……………其次章采煤机的选型……………第一节采煤机选型…………………其次节液压支架的选型………………第三节乳化泵的选型………………第三章刮板输送机的选型……第四章可伸缩性胶带运输机的选型………………第一章概述………其次章采区负荷统计表及供电系统确定…………综采工作面主要设备选型设计第一章 序言第一节 概论开采技术进展史：煤炭被誉为工业的粮食,做为能源的重要的一局部，在我国开采有着悠久的历史，开采技术经受了漫长的阶段.运输力气有限，工作面长度大多在一百米以下，五十年月后期，承受了运输力气较大，强度较高的刮板链运输机，为改进爆破技术，实现爆破装煤种截煤机。开头推广使用金属支柱，六十年月末期，浅截深滚筒式采煤机组.(滚筒采煤机与可弯曲刮板输送机刨煤机组以及与之配套的金属支柱,铰接顶梁的使用，把回采工作面生产技术提高到一个的水平,使破煤、装煤、运煤根本上实现了机械化、连续化.解放了工人笨重体力劳动，提高了劳动生产率和工作面生产水平，同时，也简化了生产工序,改善了劳走向了世界先进水平行列。其次节 选型设计的原始条件1、矿井内有两层可采煤层，煤层倾角10～1，平均倾角1。双龙0.35~0。8m，平均厚约0。42m,煤层构造简洁，由两分层及0。17～0。5m，0.05～0.4m，夹矸(LS)0.7m，0.62m0。26～0.40m，下连为中灰〔MA〕、低硫(LS〕、高热质(GQ)煤、煤类为无烟煤三号〔WY3〕.采煤尘无爆炸危急性,煤的自燃倾向性为Ⅲ类，属不易自燃煤层，矿井水中等.其次章采煤机的选型〔一〕采煤方法及采煤工艺选择本矿设计承受倾斜长壁采煤法，高档普采采煤工艺。〔二〕采煤工艺及工作面设备选型1、工作面采煤、装煤、运煤方式工作面承受采煤机落煤，运行时端部斜切进刀，一个循环一个进尺，采煤机链条牵引运行，落煤时滚筒实现装煤,局部煤炭需要人工装煤，承受刮板输送机运煤。2、采煤工作面设备选型〔1〕采煤机选型1)采煤机选型原则数选取合理，有较大的适合范围；产力气；2〕采煤机参数确实定：①设计投产工作面长度为150m，采煤机应具有的生产力气按下式计算：Q=Qh

/〔DTK)y式中:QhQ

——设备小时生产力气,t/h；——要求的单工作面年产量,150kt；yD—-年工作天数，330d；T—-每日生产小时数,12h；K0.4.Q=150000/〔330×12×0。4〕=94.7t/hhQh

所需的采煤机工作牵引速度按下式计算:V=Qc

/(60BHγC)h式中:Vc

-采煤机割煤速度，m/min；B0.6m；H-煤层厚度,0。62m,薄层炭质泥岩夹矸一起计入煤层厚度的平均采高为m；γ—煤的视密度m3C—工作面回采率，0。97.V=94.7/〔60×0.6×0。7×1.4×0.97〕=2。76m/mincD依据前述所选的采煤机割煤方式,设计考虑滚筒直径应不小于0。80m。④截深B：依据煤层顶底板条件、瓦斯含量及生产力气等方面因素，并参考现B=0。6m。⑤采煤机实际生产率Q=60MBVγK式中:Q—采煤机生产率，t/h；M-平均采高，平均取1。2m，承受双滚筒采煤机，滚筒直径0。8m，二趟割全高；B—截深，0。6m；V—采煤机截煤时的实际牵引速度，考虑到国内机采工作面采煤机的实际1。9m/min；γ—煤的密度,为mK—工作面回采率，0.97。Q=60×1.2×0。6×1.9×1.4×0.97=111。5t/hP装机功率包括割煤电动机、牵引电动机、液压泵电动机、机载增压喷雾泵电动机等全部电动机功率.a、用单齿比能耗法计算P=Q

Hmaxw式中：Q

—采煤机理论生产率，111.5t/h；maxH0.65kW·h/t。wP=111.5×0。65=72。5kWb、依据截割阻抗选取矿井煤层普氏系数在2～4之间,截割阻抗为2.4～3.3kN/cm，依据《高产高效综采工作面设备选型与配套》中装机功率推举值，采煤机装机功率P65kW~130kW.3〕采煤机选型依据上述参数计算，考虑到矿井开采技术条件的简洁性以及采煤机的通用性，并与同类矿井现有采煤机类比，工作面承受MG170/410-WD型沟通电牵引采煤机，3—7-1、3—7—2。4)其它设备工作面刮板输送机力气要大于工作面采煤机生产力气的1。2倍,工作面配套刮板输送机选用SGB630/220400t/h220kW1140V。03-7—1MG170/410—WD0序号项目单位数值1采高范围m1.3-2。92m2适宜煤质硬度ff≤43总装机功率kW4114煤层倾角°≤355机面高度mm11006调速方式沟通变频调速7牵引方式无链牵引8内、外喷雾压力MPa6。39配套工作面输送机SGB630/22010外形尺寸mm6053×984.5×7011整机重量t25由于煤炭较薄，没有大块煤，不配套裂开机,应配套转载机，选用SGB620/40T100t/h,设计长度100m40kW,电压等级为1140V带式输运机选用DTL80/20/75X型,输送量为200t/h655m2.0m/s75kW660V。选用BRW200/31。5型乳化液泵两台与XR200/16A乳化液箱一台共同组成乳化液泵站为工作面液压支架供给动力源。BRW200/31.5型乳化液泵公称压力为31。5Mpa200L/min.工作面运输巷选用JD—2.5A型调度绞车提升矿车运输材料、设备。三、工作面顶板治理方式及支护设备选型其次节液压支架的选型1、支护选型该矿1123(a)工作面及1123(b)工作面均承受ZH2023/14/19.5Z型整体顶梁组合3-1。项目单位参数备项目单位参数备注支架高度m1.4～1.95支架宽度m0。96工作阻力kN2023初撑力kN1545行程mm550支柱数量根4 Φ350mm支柱直径mmΦ125支护强度MPa0。60采煤工作面选用BRW125/31。5型乳化液泵两台与乳化液箱一台共同组成乳化液泵站为整体顶梁组合悬移支架供给动力源。2、顶板把握1123(a〕工作面及1123(b〕工作面均承受ZH2023/14/19。5Z型整体顶梁组合液压支架支护顶板,最大控顶距3.6m，最小控顶距2。4m；放顶步距为0.6m，全部垮落法治理顶板.8高顶板自重计算支架支撑力，该矿煤层的采高取1。2m，经计算采煤工作面支护强度为149。6kN/m。P=N×M×γ×9.8×103式中：P——支架单位面积上应有的工作阻力〔即支护强度，N-支架荷载相当于采高岩重的倍数，取N=8；M——煤层平均采高，m；γ-—顶板煤层平均容重，取。mP=8×1。×1。59×9.8×103＝149.6kN/m2ZH2023/14/19。5Z型整体顶梁组合液压支架工作阻力2023kN/架，支架承载0.8PP=2023×0。8=1600kN/架单工作面支护密度ρ=W=

149.6

=0.094架/m2P 1600式中：ρ—支柱密度，根/m2；W—支护强度,kN/m2;P—支架实际承载力气,kN/架；确定架距依据工作面推动度0。6m；据此确定间距。R=1/〔Lρ〕=1/〔0。6×0.78〕=2.14m式中：R-间距，m;L—推动度,m；依据计算，确定工作面承受支架间距为1。0m，推动度0。6m。四、工作面回采方向采煤工作面承受后退式开采，工作面自带区边界向水平运输巷方向推动。五、采煤工作面循环数、年推动度及工作面长度〔一〕工作面循环数回采工作面承受ZH2023/14/19.5Z型整体顶梁组合液压支架支护顶板，工作面采煤机采煤，ZH2023/14/19。5Z型整体顶梁组合液压支架支护顶板，刮板输送机运煤，采煤机运行时承受双向割煤方式，斜切进刀，自开缺口，来回一次割两刀。双滚筒采煤机完整割一刀煤所需时间〔T)T=〔L-l)/V+t=〔150—18〕/2+30=96(min〕d c 1式中：td

-—采煤机割一刀所需时间，min；L-150m；l—-采煤机采煤开口长度,依据采煤机型号取l=18m;V2.0m/min;ct——斜切进刀时间〔采煤机反向操作及进刀所需时间)，取30min。1采煤机日进刀数(N，依据工作面条件及设备力气)式中:N-—采煤机日进刀数，刀；K--采煤机正常开机率，取0。80；t一班预备”时取htd依据以上计算，MG170/410—WD型沟通电牵引采煤机双滚筒采煤机完整的割一刀煤时所需时间为96min，采面工作制度为两班采煤，一班预备，每班工作时间不8h884.8m。(3)工作面年推动度(A〕A=N×n×S×K=8×278×0。6×0.75=1000m式中：A——工作面年推动度,m/a；n——年工作天数，取330d；N-—采煤机日进刀数，取9刀；S——采煤机截深，取0.6m；K75%。〔二〕工作面年推动度及长度278d，每刀推动0.6m,4.8m751000m.六、采煤工作面生产力气〔一〕工作面生产力气核算矿井移交生产时，移交一个带区即一带区1个对拉采煤工作面保证产量，采煤工作面生产力气依据下述公式计算：A＝(L采 1

Mlr111

C)×10-31式中：LM

––––工作面长度,上下连煤层150m.i––––煤层平均厚度，上下连煤层平均厚度0。62m;il––––工作面年推动长，上下连煤层1000m278d,每天两班i采煤，一班预备每天8个循环,每个循环进度。6m,正规循环率75％。r––––煤层视密度，1.4t/m3iC0.97。i(完整(完整word)112311A＝(150×2×0.62×1000×1.4×0.97〕×10-3＝250kt/a3％的掘进出煤,矿井移交生产时的生产力气为：A＝1。03×A采＝1。03×250＝257kt/a移交生产时，全矿井布置一个带区，一个对拉机采工作面，工作面长150m，年1000m150kt/a七、带区及工作面回采率85%，97％。第三节乳化液泵的选型高档采煤工作面支护设备供给高压乳化液,也可以作为其它液压设备的动力源。〔一〕泵站压力确实定泵站压力必需满足立柱初撑力和千斤顶最大推力的要求，做为动力源。P≥KPmb式中：b——泵站的压力K——考虑泵站到支架的管路压力损失系统,一般取1。01——依据立柱或千顶最大推力算得的压力1、立柱的初撑力所需泵站压力Pm(完整(完整word)112313Pm=P/〔Aη9.8)初 立式中P—-支架初撑力 千牛顿初P=1682KN初A=立柱活塞面积2立A=π/4×d2立d—-立柱活塞直径 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——支架上最大千斤顶的推力306KNmaxA—-支架上最大千斤顶活塞的面积 maxd=推移千斤顶活塞腔的直径PM2=Pmax/(Amax×9。8〕=120.8×103/〔410×9。8)=30MPa依据计算出PM1 PM2选最大值M故b≥KPm=1。01×31=31.3MPa(二〕、泵站流量的计算:液压支架的移置速度应大于采煤机的牵引速度，由此推算出泵站流量，一般按一台支架全部立柱和千斤顶的同时动作来估算.Qb≥k2〔Qi〕vq/A×10-3升/分式中:Qb—-泵站所需流量升vq——采煤机的牵引速度米/分A—-支架的中心距 A=1。5米k2∑Qi—-一台支架全部立柱和千斤顶同时动作所需的流量1Q1Q=4×π/4×d2L1升1式中：d—-立柱活塞腔直径130MML1-870MMQ=π/4×dL1×10—6升1=314/4×(1302870×10—6〕=11.5升2、侧推千斤顶所需流量的计算：式中：d——侧推千顶活塞腔直径45MML170MM2Q——移架时护帮千斤顶所需流量升2Q=2×π/4×2L×10—6=2×3。14/4×(452×170×10-6〕2 2

=0。5升3Q的计算：3Q=π/4d2L×10-63 3式中：d——前推溜千顶活塞腔直径70MML--移架时护帮千斤顶伸缩量700MM3Q——移架时护帮千斤顶所需流量升3Qπ/4dL×10—6=3。14/4〔702×70010—6)=2。6升3 34、后推溜子千斤顶:Q=π/4×d2L×10-6升4 4式中:d—-后推溜子活塞腔直径70MML——活塞伸缩量700MM4Q=π/4×dL4×10-6升4=314/4×〔702×700×10—6〕=2.6升5、插板千斤顶：Q=2×/4×d2L×10—6升5 5式中：d—插板千斤顶活塞腔直径45MML400MM5Q2π5

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

×10-6=2×3.14/4(702×340×10—〕=2.6升7、伸缩梁千斤顶：Q=2×π/4×d2L×10-6升7 7式中：d—伸缩梁千斤顶活塞腔直径45MML——活塞伸缩量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形式规格形式规格mm中双链22×86-C破断拉力kN≥610刮板链mm120=111升/分依据所需泵站的压力和流量，确定选BRW—200/315型乳化液泵，高压进液管φ19MM，总回油管φ25MM，支干线φ13MM，支线φ10MM。第三章刮板输送机的选型一、刮板输送机1123对拉采煤工作面安设2SGZ630/220型(主要技术特征见表3-9-8〕刮板SGB620/40T〔3-9-9〕刮板输送机.规格与性能型号SGZ630/220刮板输送机规格与性能型号SGZ630/220刮板输送机刮板链运输力气t/h400出厂长度m190刮板链速度m/s1.0中部槽尺寸mm1500×590×250中心距型号功率kWYBS—1102×110电动机 电压V660/1140转速r/min1470规格与性能型号表规格与性能型号刮板运输力气t/hSGB620/40T150输出厂长度m100送刮板链速度m/s0.86机中部槽尺寸mm1500×620×180形式边双链刮板链规格mmφ18×64-B紧链方式摩擦式刮板间距mm1024型号DSB—40—4功率kW40电动机电压V660/1140转速r/min1470依据工作面地质条件,采煤机的生产力气和煤机的配套状况，初选为SGZ—630/220两套前、后用刮板运输机。输送力气600/小时出厂长度200刮板链速0。937/秒刮板链型式双边圆环链规格24×86电机功率2×110电机型号KBYD55/110电机电压660/1140V刮板间距1030紧链形式液压缸式二、技术数据校验1、运输生产力气的校验〔1〕、F=1/2×(430×770〕=16550mm2q=1000FΨγ(3〕QＱ＝3600FΨγV式中：F——货载最大横断面积〔米2〕Ψ——0.65~0。9/米V—-刮板链运行速度米/秒Ｑ＝23600FΨγV

2〕取。85~1。0=3600×0.16555×0。8×0.9×0。937=804689/小时刮板输送机运行阻力计算:Wzh=ql(WcosB±sinB〕+q0l〔w1cosB±sinB)=〔qw+q0w1)lcosB±〔q+q0lsinB式中l—-刮板输送机铺设长度 MB-—刮板输送机安装倾角°q——输送机上每米长度货载重力公斤/米q0-—刮板链单位长度重量公斤/米Wzh-—货载在溜槽中移动的阻力系数w1-W—-刮板链在下部溜槽中移动阻力系数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)可弯曲刮板输送机主动链轮牵引力为W0=1.21(Wzh＋W1k)=1。21〔15296.3＋4839.06)=24363.35公斤电机功率的校验Nmax=W0V/1000η〕=24363.35×0.937/〔102×0。82)=272.93KW式中:W0——刮板输送机的牵引力V-—牵引机构运行速度米/秒η——传动装置的效率取0.8～0。83〔2〕电动机最小轴功率Nmin=1.1×2q0lW1cosBV/(102η〕=1.1×2×52.08×180×0。3cos13°×0.937/(102×0。82〕=67.53KW式中:q0-—刮板链单位长度重量公斤/l-—刮板输送机铺设长度 MB——刮板输送机安装倾角°V—-牵引机构运行速度米/秒η—-传动装置的效率取0.8~0。83(完整word)1123(3〕、电动机等效功率N≈0。6N2 ＋NN＋N2d max maxmin min=187.33KW式中：N——刮板输送机满负荷时电动机最大功率maxN——刮板输送机空载时电动机的最小功率min〔4〕校验电动机容量N=1.15N0 d=1。15×187。33=215KW＜220KW此运输机功率满足要求取主动轮上的分别点为最小张力点一般刮板链输送机每条链子的最小张力点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刮板链强度的计算K=2Sλ/(1.2S〕≥3。5p max=2×7。2×0。65×1000/(1。2×20955。70〕=3。72＞3。5式中:S——刮板链最大静张力KNmaxSpK-—动张力系数取1.1～1.2λ——双链负荷安排不均系数,对于模锻链取0.6519(完整(完整word)112320通过以上验算刮板输送机满足要求,选用合理。三刮板输送机可能发生的事故分析1、设备检修过程中，操作人员未按规定操作导致伤人。2、刮板机运行过程中,行人跨越刮板输送机造成对人体的损害.四．刮板输送机防治措施10。5m；输送机机头与机尾处与巷0。7m.2、刮板输送机的橡套电缆必需严加保护,避开水淋、撞击、挤压和跑崩。每班必需进展检查，觉察损伤，准时处理.3、严格保证安装刮板输送机质量，作到平、稳、直。4、严禁使用刮板输送机运送支柱等超长，超宽物料。5、刮板输送机断链处理应制定安全措施。6、行人上、下班,不得跨越刮板机,并保持足够的安全距离.7、刮板输送机必需安设能发出停顿和启动信号的装置，发出信号点的间15m。8倒支架的安全措施。回采工作面、工作面机巷选用刮板输送机运输，实行如下安全措施：12运行刮板运输机。3、刮板运输机安装要到达“三平”、“三直”、“一稳”的要求。4515m.6、刮板运输机的液力偶合器，必需按所传递的功率大小，注入规定的难燃液,并经常检查有无漏失。易熔合金塞必需符合标准,并设专人检查、去除塞内污物，严禁用不标准的物品代替。7、刮板运输机的液压装置,必需完整牢靠。8、停机检查或修理时,必需切断电源将开关闭锁,严禁带电作业。9、准时处理机头和机尾的浮煤和矸。10、开动刮板输送机前，必需对刮板输送机进展全面检查，觉察缺件、隐患准时处理前方可开车.11处理障碍物。12、刮板机运行中，在搭接机头卸载处正前方3m内严禁站人，以防煤块抛出伤人；不准人员从机头上部跨越，不准清理转动部位的煤粉或用手调整刮板链。13、刮板机运行中，应常常检查准时紧链，防止链条松弛和断链伤人。14、刮板运输机严禁乘人，用刮板运输机运送物料时,必需有防止顶人和顶倒支柱的安全措施。15、严禁在运行时人员蹬溜代步。16、工作面刮板输送机与煤壁要留有200mm炮道，放炮前要打好撑子，以防蹦车。17、刮板输送机要设专人维护，定时检修,确保正常运转。18、移动刮板运输机时，必需有防止冒顶、顶伤人员和损坏设备的安全措施。19、必需打牢刮板输送机的机头、机尾锚固支柱。200.5m；输送机机头的机尾处与巷帮支护的距0。7m。(完整(完整word)1123221、胶带运输设备型号及主要技术参数1〕工作面运输机巷安设DTL80/40/2×75型带式输送机对煤炭进展运输，其技9-2-1。输送机型号带速(m/s)输送能电机功力〔t/h〕输送机型号带速(m/s)输送能电机功力〔t/h〕率〔kW〕输送带型号带宽(mm)DTL80/40/2×7524002×75ST/S12508002、井巷参数1〕工作面运输机巷胶带输送机运输距离：L＝600m；安装倾角：11°.3、相关参数校验1〕工作面运输机巷胶带输送机〔1〕AC2003631AC200363120.94式中：B′——输送带计算宽度，mm；A——运输生产率，200t/h;K——货载断面系数,取K＝363;γ—货载的散集密度＝mυ——输送带的运行速度，查表取υ＝2.0m/s；C——输送机的倾角系数,取Cst

＝0。94.st经计算B′＝293mm(2)按货载块度计算输送带宽度B″≥2α

＋200ma(完整(完整word)112329式中：α

——煤的最大块度,200mm；maB″——输送带计算宽度，mm。B″＝600mm依据以上计算，选用ST/S1250型煤矿用钢丝绳芯阻燃输送带,宽度800mm，输q

＝19.76kg/m。d〔3)传动滚筒圆周力计算F=CfLg[q+q+(2q+q)Cosδ］+qHg+F+F=47860Nu RO RU B G G S1 S2式中：Fu

--圆周驱动力NC—-附加阻力系数，取C=1。2f—-模拟摩擦系数，取f=0.012；L--输送机长度,L=600m；g-—重力加速度，g=9.81m/s2；q,q=10.59k/m；RO ROqqRU

=2。91kg/m；RUq-—每米长输送带的质量，qB

=19.76kg/m;q——每米长输送物料的质量，qG

=27.78kg/m；δ——输送机的倾角，δ=11°；F+FF+F=1920N.S1 S2 S1 S2〔4〕功率计算传动滚筒所需总轴功率：

P=FA

·V=96kWu式中：V——输送机带速，V=2.0m/s输送机承受单滚筒驱动，驱动单元的轴功率为PA驱动单元电动机所需功率：

=96kW。P=KPM

/η=136kWA式中:K——备用系数，K=1.2；η-—传动效率，η=0.85。依据上述计算驱动单元电动机选用2×75kWYB2-280S—4〔N=75kW，U=660V,n=1490r/min，η(5)安全系数校验

=0。93，λ=2.2〕.d下(传动滚筒与输送带间的摩擦系数,取0.35，输送带的最大张力：Fmax

=78775N。输送带的安全系数：

nσ·B/F=12。79max式中：σ——输送带纵向扯断强度,选取σ=1250N/mm。B——输送带带宽，B=800mm。输送带的安全系数符合要求。〔6)运输力气计算：Q=KB2VγC

＝363×0。2××1×。94＝436(t/h)st式中:Q—-皮带运输力气，t/h;K—-断面系数，取363；B—-带宽，0.8m；V-—带速，2.0m/s；γ—货载的散集密度，γ＝1t/m；C——倾角系数，取0.94。st〔7〕设备型号确定经以上计算,工作面运输机巷安设DTL80/40/2×75型带式输送机，配套电机功75kW。3。运行参数1、工作面运输机巷胶带输送机1〕3302〕带速：2.0m/s；3〕运量：Q=KB2VγC

＝363×0。2××1×。94＝436(t/h〕st式中：Q-—皮带运输力气，t/h;K——断面系数，取363;B——带宽，0.8m；V——带速，2。0m/s；γ-—货载的散集密度γ＝1t/m3；C——倾角系数，取0.94。st阅历算，所选带式输送机满足煤炭运输要求。4)合理性、安全性分析带宽：B″≥2α

＋200＝600〔mm〕ma输送带安全系数：工作面运输机巷胶带输送机：m＝12.79＞10，符合要求.〔3)由厂家配套胶带输送机制动装置；胶带输送机配置ZJZ—SⅠ型矿用胶带输送机综合保护装置。(4〕带式输送机巷道中行人跨越带式输送机处应设过桥。在机头和机尾必需装设防止人员与驱动滚筒和导向滚筒相接触的防护栏。(5〕液力偶合器严禁使用可燃性传动质〔调速型液力偶合器不受此限)。〔6)带式输送机所用输送带为矿用阻燃输送带。并在皮带输送机的机头和机尾各配置2台灭火器。〔7)胶带输机巷内敷设消防除尘洒水管路,在铺设的管路中每间隔50m并在皮带输送机的机头和机尾各配置2台灭火器。〔8〕输送机与巷帮支护的距离不得小于0.5m；输送机机头和机尾处与巷帮支0。7m。3。1带式输送机供电及传动器进展把握。胶带输送机承受单滚筒驱动.。带式输送机的电气保护1ZJZ—SⅠ型矿用胶带输送机综合保护装置一套,该保护装置具有低速、超温、满煤、堆煤、跑偏、撕带及烟雾保护功能，并配有超温自动洒水灭火装置、胶带张紧力下降保护装置和软制动装置.2、带式输送机巷安设烟雾传感器和一氧化碳传感器对胶带输送机进展监控。3、带式输送机机头及机尾设火灾报警及自动灭火系统，并装设监测监控装置与矿井监测监控系统联接。4、沿胶带输送机人行侧设置紧急停车装置。使用胶带输送机的安全措施1、带式输送机托辊的非金属材料零部件和包胶滚筒的胶料，其阻燃性和抗静电性必需符合有关规定。2、巷道内有充分照明。3、带式输送机巷道中行人跨越带式输送机处应设过桥。在机头和机尾必需装设防止人员与驱动滚筒和导向滚筒相接触的防护栏.4、液力偶合器严禁使用可燃性传动介质〔调速型液力偶合器不受此限。5、带式输送机所用输送带为矿用阻燃输送带。6ZJZ-S具有低速、超温、满煤、堆煤、跑偏、撕带、烟雾和沿线急停、输送带张力下降等保护功能，并配有超温自动洒水灭火装置.7、带式输送机巷安设烟雾传感器和一氧化碳传感器对胶带输送机进展监控。8、带式输送机机头及机尾设火灾报警及自动灭火系统，并装设监测监控装置与矿井监测监控系统联接。9、沿带式输送机巷人行侧设置紧急停车装置。1005m;输送机机头的机尾处与巷帮支护0.7m。11、胶带输机巷内敷设消防除尘洒水管路，在铺设的管路中每间隔50m设支管和闸阀,并在机头设置自动洒水灭火装置，在机头、机尾位置设置喷雾降尘装置.第五章机车运输设备5。1机车+838m运输石门和岩石运输平巷需CTY5/6G型防爆特别型蓄电池电机车2台运输。CTY5/6G9—3—1.项目参数小时制机表项目参数小时制机机车型号粘重〔t〕CTY5/6G5长3225外形尺寸宽994〔mm)高1550牵引高度320轨距〔mm)600轴距〔mm〕900牵引力〔kN〕7。24速度(km/h〕7电流〔A〕47长时制 速度〔km/h〕9。8牵引力〔kN〕2。84型号DZQ－7。5dI牵引电动功率(kW〕7.5台数2调速方式综合制动方式制动方式最小曲率半径机械6。5充电设备CKF-200/290型可控硅充3矿车MGC1。1—6A136MC1-6A14MP1-6A8辆，MPC10-620PRC12-6/379—3-2.5-3—1矿车规格特征表矿车容积载重(t) 外形尺寸轨距轴距自重类型(m3)名义 最大 长 宽 高〔mm〕(mm)载重 载重 〔mm〕(mm〕(mm〕(kg)MGC1。1—6A1。11。020238801150600550592MC1—6A1。02。920238801150600550494MP1—6A1.02.02023880450600550438MPC10—6103460130030060011001010PRC12—6/6车载人数：12446010241520600150014605。3.1运行参数1、矿井生产力气：150kt/a。2、+838m运输石门和岩石运输平巷：L＝1。8km，i＝3‰。3、矸石率：10％。4、装载容器：载煤、矸选用MGC1.1-6A型固定车箱式矿车,矿车自重592kg。PRC12—6/61460kg。533015h。6、煤的松散容重:1t/m3；矸石容重：1。8t/m3.7、机车的牵引力气1〕按粘着力条件来确定机车的牵引矿车数: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

——牵引矿车数，辆；1P—-机车质量,5t;G——矿车质量,0。592t；G1。0t；0ψ--起动时的粘着系数，撒砂起动时取ψ=0.24；qωωzh

=0.0135;𝑖——轨道平均坡度，𝑖p

=0.003；g——重力加速度，取g=9.8m/s；a-—列车起动时的加速度，取a=0。04m/s。n1

=33依据电机允许温升和机车制动距离经计算确定：煤车串车由25辆MGC11—6A型固定车箱式矿车组成;矸车串车由16辆MGC1。1—6A型固定车箱式矿车组成;运PRC12—6/652)机车电机过热力气校核蓄电池机车牵引空车时的牵引力F＝1000(P+nGk

〕g〔ωo

+i〕/2k pF＝1000(5+25×0。592)×9.8×〔0。011+0。003〕/2＝1358Nk(2〕蓄电池机车牵引重车时的牵引力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〕依据蓄电池机车牵引电机的特性曲线得I=44.87AzV=10。17km/hzI=46.08AkV=10。06km/hk〔4)列车的运行时间t 80L、tk V k

80L、TtV z

t ztktz

801.814.31min10.06801.814.16min10.1753.47min〔5)均方根电流t It I2t I2k k z T14.3114.3146.08214.1644.87253.47I 1.25 41.48Aj依据上述计算,蓄电池机车运行时的均方根电流小于蓄电池机车允许电流47A。3〕机车制动力气校核〔1〕煤车制动力气：0.0414710.172TL 59.80.17 17.5m＜40mT(0.0090.003)9.8525(1.00.592)(2〕人车制动力气0.0414710.62TL 59.80.17 6m＜20mT符合《煤矿安全规程》的规定。4〕机车运行台数计算〔1〕每班运煤次数KAZ

1.25227.3

11.41 nG 251每班运煤次数取12每班运矸次数KAZ

1.2523

1.82 nG 161每班运矸次数取2〔3〕每班运人次数Z＝13每班运人次数取1〔3〕每台机车来回次数bZ