【《高家堡煤矿采掘运设备选型及供电系统设计》15000字（论文）】

PAGE2高家堡煤矿采掘运设备选型及供电系统设计摘要本次毕业设计中主要设计说明综采工作面采煤机选型、刮板输送机计算选型、液压支架压力及架数、乳化液泵站泵的压力与流量、破碎机、可伸缩式皮带输送机、固定式带式输送机以及主井提升机的选型。综合机械化采煤是采煤机完成落煤、装煤、刮板输送机运煤以及顶板支护等一系列机械化过程操作的总称。设计中选用了MG700/1600-WD型交流电牵引采煤机，并根据矿井年产量，井下的倾角以及采高等对采煤机的产量，最大或最小采高以及功率进行了计算。设计中选用了SSJ1200/2x315可伸缩式皮带输送机,并根据产量和输送距离进行了带宽、带速、各段运行阻力、运输量、功率等进行了计算。固定式输送机则根据以上条件选用了TD75带式输送机。由于本次设计矿井为立井提升,根据提升高度、提升量等相关数据对提升机进行了选型设计。所有设备选型结束后进行了各个设备的供电计算。最后还对所有设备进行了配套计算并画出三机配套图和供电图。关键词：综采；选型；设备；供电目录TOC\o"1-3"\h\u22828摘要 I13454Abstract II18984第一章绪论 15383第二章采煤机的选型 19122712.1采煤机性能参数的计算与决定 19306772.1.1滚简直径D的选择 19310282.1.2截深的选择 19127562.2滚筒截割速度的确定 19148292.3采煤机的最大牵引速度 2048972.4采煤机生产率 20237392.4.1理论生产率 20172172.4.2技术生产率 21155852.4.3实际生产率 2189182.5采煤机的装机功率 21105392.5.1预计装机功率 2170442.5.2截割功率 22272982.5.3牵引和辅助功率 22103022.5.4总装机功率 22220712.6采煤机的牵引力 2384022.7采煤机的稳定性 2324677第三章刮板输送机选型设计 24217623.1初选刮板输送机 2432803.2输送能力计算 24207793.2.1依据生产能力计算刮板输送机的运输能力 24314173.2.2根据刮板输送机工作状况计算输送能力 25113603.3.1刮板输送机物料质量q计算 2556013.3.2刮板链条质量q0计算 254323.3.3刮板输送机承载端阻力 2667213.3.4空载端运行阻力 27321933.3.5弯曲时刮板输送机阻力计算 27184543.4刮板输送机链条张力和牵引力的计算 28218383.4.1确定最小张力点张力Smin 28186703.4.2用逐点计算法计算链条个点张力 29154563.4.3刮板输送机两端总牵引力 29221513.5刮板输送机电机功率计算 30195313.5.1承载运行时电机功率P的计算： 30310423.5.2单向割煤电动机功率计算 3030407第四章液压支架的选型 3190674.1初选支护设备 31224524.2支护设备参数计算 33293434.2.1支护强度和工作阻力 33282364.2.2初撑力 35192864.2.3移架速度 35150474.2.4支架布置台数 36311第五章乳化液泵站的选择 37139055.1乳化液泵站参数计算 37270615.1.1泵站的压力 37214115.1.2泵站流量 38217495.1.3乳化液泵的电机功率 4029020第六章胶带输送机选型 41250896.1初选胶带输送机 4124876.2胶带输送机参数计算 4210476.3固定式胶带输送机选型 4525890第七章矿井提升设备选型 5190707.1矿井提升设备的用途 5137007.2提升方式的确定及提升设备选型计算依据 51156377.2.1选型设计的主要内容 51322017.2.2箕斗的选型 51171137.3提升钢丝绳的选择 52223537.4提升机选型 55172427.5提升系统的确定 56178207.6电动机的选型 56255197.7提升系统变位质量计算 5812847.8提升设备的动力学和运动学 59102517.8.1确定提升速度图 59203587.8.2确定提升加速度 6093297.8.3确定减速度 61211397.9电动机等效功率计算 64322007.9.1运动力计算 64113477.9.2等效力计算 67268237.9.3等效功率 6715527.9.4工作过载负荷 6710415第八章其他机械设备的选型 69170728.1转载机选型 69316198.2破碎机的选型 69152868.3喷雾泵站的选择 7032132第九章矿井供电系统设计 72106469.1矿井供电要求 7299479.1.1设计要求 72268319.1.2设备统计 72315169.2采区变电所及配电点位置确定 72275009.2.1采区供电对对电能的要求 72219579.2.2工作面配电点的位置确定 7346229.3采区负荷计算及移动变电站的选择 7391289.3.1负荷计算 73128419.3.2综采工作面移动变电站 74145079.4配电装置选择 75233669.4.1采区高压开关柜的选择 75113959.4.2高压电缆的选择 76151839.4.3低压电缆的选择 77159609.4.4矿用低压隔爆开关的选择 82169339.5过流保护装置的整定计算 84323709.5.1短路电流计算 84263979.5.2过流保护的整定 8713917结论 90绪论设计题目、任务和要求、设计条件设计题目设计题目：煤矿采掘运设备选型及供电设计。1.1.2任务和要求设计的目的和要求：完成的毕业设计全部内容。具体任务如下：、完成综采工作面机械化各设备的选型计算。即：完成综采工作面采煤机、、乳化液泵站、可伸缩带式输送机、固定式带式输送机以及主井提升机的型号和参数的验算；1）详细编制设计说明书。2）要求至少绘制折合0号4张图纸，包括设备布置图（A0）、供电系统图（A0）、综采工作面三机配套图（A0）、采煤机总体尺寸图（A0）。具体要求如下：(1)、培养自己综合技能和知识，分析解决该设计内容的原理和方法，熟悉该设计的组成及编成。(2)、集中培养使自己懂明白得该设计所必须的大局观念、技术生产观念和节约经济观念，树立建设正确的设计思想和严肃(3)、努力培养自己的调查研究能力，懂得并学会查阅技术类文献、资料、手册，熟练掌握工程计算、图样绘制及使用学科软件的能力。1.1.3设计条件工作面长度：240m煤层倾角：6º煤层厚度：4.2m顶板稳定状况：中等稳定1.2.1工作面设备选型的程序图1.11.2.2“三机”的选型原则和装备标准结合本井田煤层实际情况，在工作面主要设备选型时考虑以下原则：一、采煤机的选型原则（1）、所选取采煤机能够适应煤层地质条件、工作面倾角、工作面长度。主要参数(采高、截深、功率、牵引方式)的选择和理有效，有较大的适用范围。（2）、采煤机应满足工作面生产能力的要求，它的生产能力应大于实际生产率。（3）、采煤机的生产技术性能优秀，具有完善的多种保护功能，便于使用和维护。（4）、一般取采煤机电机功率消耗的10%~25%。根据生产任务及煤层硬度等方面确定。液压支架的选型原则液压支架根据不同的支护方式和顶板结构特点，可分为支撑式、掩护式和支撑掩护式三种基本类型。支撑式顶梁长，立柱多，垂直支撑，工作阻力大，切顶能力强，通风断面大，后部挡矸装置简单，支架之间支撑不紧，对顶板无密封。适用于稳定或坚硬的直接顶和周期来压的明显坚硬的老顶。掩护支架有一个宽的掩护梁，用于阻挡采空区掉落的矸石。它的顶梁短，支柱少，支架间密封。支架工作阻力小，切顶能力差。但由于其顶梁短，顶板控制面积小，支撑强度不一定小，适用于不稳定和中等稳定的直接顶板条件。刮板输送机的选型原则：(1)、刮板输送机的运输能力应大于采煤机的最大生产能力，一般取1.5倍。(2)、链条的数量应根据刮板链的质量来确定，链条的结构形式应根据煤的硬度来选择。(3)、首选双电机双头驱动方式。(4)、优先选用短机头、短机尾。选型的原则就是：（1）、满足生产能力的需求采煤机的生产能力应适应综采工作面的生产任务，工作面刮板输送机的输送能力应大于采煤机，液压支架的移动速度应适应采煤机的牵引速度，乳化液泵站的输出压力和流量应（2）、满足设备性能要求输送机的结构形式和附件与采煤机的结构相匹配，如采煤机的牵引机构、行走机构、底部支架和滑靴的结构，电缆和水管的拖动方式是否采用联锁控制。输送机中间槽应与液压支架顶推千斤顶连接装置的间距和连接结构相匹配。采煤机的采高范围应与支架的最大和最小结构尺寸相匹配，其截割深度应与支架的移动步距相匹配。

第二章采煤机的选型2.1采煤机性能参数的计算与决定本次设计选用双滚筒采煤机。2.1.1滚简直径D的选择滚筒采煤机滚筒直径大于最大采高Hmax的一半。可按D=(0.56~0.6)Hmax选取，由于采高大取小值D=0.56×4.2=2.352米。选取滚简直径2.5米。2.1.2截深的选择国内生产采煤机大部分截深在0.6米左右，薄煤层为1米左右。本次设计选用截割深度为0.865米。2.2滚筒截割速度的确定滚筒转速取值：直径为0.5～0.6m的滚筒转速n=80～120r/min；直径为1.8～2.0m的滚筒转速n=30～40r/min。一般认为滚筒转速为30～50r/min较适宜，目前滚筒转速有降低的趋势。选取的采煤机滚筒直径为2.5m，滚筒转速为40r/min较合适。MG700/1660-WD采煤机滚筒转速取值33.7r/min符合实际应用需求。目前常用的截割速度Vj=3～5m/s，最好在4m/s左右。===4.41m/s（式2-1）式中：Π——3.1415926。D——选定的滚筒直径，2500mm，取自附录A采煤机参数表。n——选定的滚筒转速，33.7r/min，取自附录A采煤机参数表。所以：根据以上验算，截割速度为4.41m/s，MG700/1660-WD采煤机截割速度符合实际应用要求。2.3采煤机的最大牵引速度采煤机在截割过程中的牵引速度直接决定了采煤机的生产率和所需的电机功率。由于滚筒装煤能力、输送机生产率和配套设备移动速度的影响，采煤机截割时的牵引速度远低于空调时的牵引速度。采煤机最大牵引速度用下式计算：===4.95（式2-2）式中：——牵引速度，m/min；n——滚筒转速，33.7r/min；m——每条截线上的齿数，一般取1～3；本采煤机齿数取3。I——滚筒齿长未知，取刀型截齿I=65～100mm；镐型截齿I=60～80mm。则：=4.95m/mim.2.4采煤机生产率2.4.1理论生产率理论生产率Q的计算公式为：=60HBVqρ=60×4.2×0.865×4.95×1.39=1499.81t/h（式2-3）式中：——理论生产率，t/h；H——工作面采高，4.2m；B——滚筒截深，0.865m；vq—牵引速度，4.95m/min；ρ——煤的密度，1.39t/m。所以：Q=1499.81t/h。2.4.2技术生产率技术生产率Qt的计算公式为：=×=1499.81×0.7=1049.86t/h（式2-4）式中：——理论生产率，1499.81t/h；——采煤机连续工作系数，一般=0.5~0.7，MG700/1660-WD采煤机取0.7。所以：=1049.86t/h。2.4.3实际生产率故实际生产率由下列公式计算：=×=1499.81×0.65=974.88t/h（式2-5）式中：——采煤机实际连续工作系数，一般=0.6~0.65，MG700/1660-WD采煤机取0.65。所以：=974.88t/h2.5采煤机的装机功率2.5.1预计装机功率采煤机的装机功率=（式2-6）==1108.98kw式中：——截深，0.865m；——最大采高，4.2m；——最大牵引速度，4.95m/min；——单位能耗，MJ/；=1.1～4.4，硬煤取上限，软煤取下限,等与3.7。2.5.2截割功率采煤机的工作结构消耗功率占总装机功率的80%～85%；得采煤机的截割功率为：=（0.8~0.85）=0.85×1108.98=942.63kw（式2-7）2.5.3牵引和辅助功率采煤机牵引功率：=0.9（0.15~0.2）=0.9×0.2×1109.98=199.61KW（式2-8）辅助装置功率：=0.13×（0.15~0.2）=0.13×0.2×1108.98=28.83KW（式2-9）2.5.4总装机功率采煤机实际装机功率：=++=942.63+199.61+28.83=11710.7KW（式2-10）由生产能力来决定采煤机的装机容量，生产能力一般为500~700t/h时,装机容量大约为600~750kW。采高应反比采煤机的生产能力,因此根据采高来预估装机容量的大小。一般来讲硬煤装机功率应加大一倍。本次设计地质条件为中硬煤层，装机功率应加0.5倍，由此可得MG700/1660-WD采煤机符合本次设计的应用需求。

2.6采煤机的牵引力P=（1.1～1.3）N（式2-11）式中：P——牵引力，kN；N——采煤机装机容量，kw。则：P=1.3×1171.07=1522.39kN依据上述结果，计算得到采煤机的主要参数如下：总装机功率=3640kw，截深大于800mm，采高为2.3~4.6m（双滚筒），生产能力大于2000t/h，牵引力大于1600kN，额定电压为3300Ⅴ。2.7采煤机的稳定性MG700/1660−WD系列采煤机采用交流变频调速，由摆线齿轮-销轨无链机构驱动。采煤机操作点设置在机身中部和两端，可以直接操作按钮或手柄，也可以使用无线电发射机随机操作。主要特点是：(1)、切割部分的电机横向安装在摇臂上，摇臂与机身的连接没有动力传动，省去了螺旋锥齿轮传动和复杂的通轴，从而缩短了机身的长度。(2)、所有的切割反作用力、高度调节油缸的支撑反作用力和牵引反作用力都由大框架承担，而电控柜和左右高度调节泵站不受外力影响，既减小了整体尺寸，又提高了可靠性。(3)、用于支撑和安装各部件的支架采用框架结构，取代传统采煤机的平板支架。综上所述，可以看出MG700/1660−WD系列采煤机的稳定性极好。

第三章刮板输送机选型设计3.1初选刮板输送机3.1.1选定刮板输送机型号经过多方面考虑，选用中煤张家口煤矿SGZ900/1400型输送机。SGZ900/1400刮板输送机外形图（图3-1）SGZ900/1400型输送机主要参数（表3-1）

3.2输送能力计算3.2.1依据生产能力计算刮板输送机的运输能力=60ρ=1336.19t/h（式3-1）式中：h——采高，4.2mb——截深，0.865m——牵引速度，4.95m/sρ——煤的实体密度，1.39t/3.2.2根据刮板输送机工作状况计算输送能力=3.6q（式3-2）=3600×F×ѱ××=3600×(0.306+0.32)×0.75×0.8×1.25=1690.2t/h式中：q——输送机单位长度货载重量；F——货载断面积，F=F1+F2=0.306;ѱ——装满系数，此处取0.75;——煤的松散容重,此处取0.8；——刮板输送机链速。运≥，所以SGZ900/1400型输送机符合实际生产要求。3.3刮板输送机运行阻力计算3.3.1刮板输送机物料质量q计算刮板输送机每米长度物料质量q：===375.6kg/m（式3-3）式中：——刮板输送机输送量，1690.2t/h；——刮板链条速度，1.25m/s。3.3.2刮板链条质量q0计算表（3-1）查表得=90kg/m。

3.3.3刮板输送机承载端阻力刮板输送机运行阻力计算图=（×ω+×）Lgcosβ+（q+）Lgsinβ（式3-4）式中：——刮板输送机承载端运行阻力（N）；L——刮板输送机设计长度240（m）；g——重力加速度，取g=10m/；β——刮板输送机倾角6（º）；q——刮板输送机每米长度物料的质量375.6（kg）；q0——每米长度的质量90（kg）；ω——物料在溜槽中的阻力系数,0.6；ω’——链条在承载端溜槽中的阻力系数0.4；所以：=（225.36+36）×240×10×cos6º+465.6×240×10×sin6º（式3-5）=736.94KNω值（表3-2）值（表3-3）

3.3.4空载端运行阻力=Lg（cosβ+sinβ）=90×240×10×（0.4×cos6º-sin6º）=192.24KN（式3-6）——刮板链条在空载端溜槽中移动时的阻力系数。3.3.5弯曲时刮板输送机阻力计算=（式3-7）=1.1×736.94=810.634KN=（式3-8）=1.1×192.24=211.464KN式中：——弯曲运行时附加阻力系数，1.1。3.4刮板输送机链条张力和牵引力的计算3.4.1确定最小张力点张力Smin（图3-1）如图比较1点和3点张力S1和S3：=+=+1.1（式3-9）－===0.605（）（式3-10）－=0.605－0.495=350.69>0（式3-11）所以>，。3.4.2用逐点计算法计算链条个点张力==2×3000=6KN（式3-12）6+1.1×7336.94=816.634KN（式3-13）254.48KN（式3-14）254.48+1.1×192.24=465.94KN（式3-15）3.4.3刮板输送机两端总牵引力（式3-16）562.154+53.56=615.714KN（式3-17）459.44+23.596=483.037KN（式3-18）1098.75KN式中：——头部链轮牵引力（kN）；——尾部链轮牵引力（kN）。3.5刮板输送机电机功率计算3.5.1承载运行时电机功率P的计算：1677.5KW（式3-19）式中：k——刮板输送机电机功率备用系数；F——刮板输送机链轮总牵引力；ᵑ——刮板输送机传动效率。3.5.2单向割煤电动机功率计算=262.55KW（式3-20）电机等值功率Pd和设备功率Ps：KW（式3-21）KW（式3-22）式中：Pmax——受载运行时电机最大功率；Pmin——空载运行时电机最小功率。所以，刮板输送机配用电机总功率=1400KW>=1312.21KW,电机可用。

第四章液压支架的选型4.1初选支护设备初选ZY4200／20／45掩护式液压支架ZY4200/20/45掩护式液压支架（图4-1）表ZY4200／20／45掩护式液压支架参数（表4-1）总体型式两柱掩护式中心距1500mm支撑高度2.0-4.5m支护宽度1420-1590mm初撑力1546KN工作阻力2100KN支护强度0.676-0.711MPa对底板比压0.603-2.3MPa适应煤层倾角≤20°运输外形尺寸操作方式手动邻架质量≈1.96T立柱双伸缩缸径Φ250／Φ180mm柱径Φ230／Φ660mm初撑力1546KN（P＝31.5MPa）工作阻力2100KN（P＝42.8MPa）数量2根推移千斤顶缸径Φ160mm杆径Φ120mm行程700mm数量1根伸缩千斤顶型式普通缸径/杆径Φ100/60mm行程600mm拉力158KN推力247KN4.2支护设备参数计算4.2.1支护强度和工作阻力（式4-1）0.79（式4-2）式中：K——顶板岩石厚度系数,一般取5～8,本次设计取7;M——采高,mρ——岩石密度,一般取2.5×10³kg/m³支架支撑顶板的有效工作阻力为（式4-3）（式4-4）式中：F——支架支护面积,m²;L——支架顶梁长度,m;C——梁端距,m;B——支架顶梁宽度,m;K——相邻两顶梁的间隙,m;顶梁长度顶梁长度取决于液压支架的作业空间和通风断面需求,与支架方式有关。支护方式有及时与滞后支护两种支护方式,跟据选定液压支架简图掩护式支架顶梁长度b12.916（式4-5）式中：Δ——铲煤板铲尖到煤壁的距离取100～200mm,取200mm;y——刮板机的整体宽度,1.5m;d——及时移架时取大于截深,滞后移架时取0;e——人行道宽度,不小于0.6m;H——采高,m;α——立柱倾角,10°;c——梁端距,取250～350mm,本设计取250mmb2≤1顶梁全长为4.374（式4-7）支护面积为（式4-8）工作阻力为（式4-9）4.2.2初撑力3075.56（式4-10）式中：D——立柱缸径,m;P1——泵站的工作压力,MPa;n——支架立柱数;a——立柱对顶板垂直线的倾斜度。4.2.3移架速度采煤机的割煤平均牵引速度3.39m/min（式4-11）式中：——采煤机的割煤平均牵引速度,m/min;——采煤机实际生产率,t/h;B——截深,m;M——采高,m;γ——煤的实体密度,1.39/m³;c——厚煤层取0.93,中厚煤层取0.95;；1.2×3.9=4.068m/min（式4-12）式中：——移架速度,m/min——不均衡系数,一般取1.17～1.22,本设计取1.2;=2.7（式4-13）式中：N——单位时间的移架数目,架/minJ——支架中心距,m.4.2.4支架布置台数（式4-15）式中：n——支架布置台数;L——工作面长度,m;A——支架中心距,1.50m。第五章乳化液泵站的选择乳化液泵站是工作面液压支架和过度支架和端头支架液压支支柱的动力源泉。乳化液泵站由乳化液泵、液化液箱及其他附属装备组成。具有控制，过滤及安全保护等多种功能。5.1乳化液泵站参数计算5.1.1泵站的压力、根据初撑力的要求=31.5Mpa（式5-1）式中：——由初撑力确定的泵站压力,Mpa;——确定的支架初撑力,N;D——支架立柱缸径,mmn——支架立柱个数——修正系数,，a为倾斜角度,α=6º。（2）、根据拉架力和推溜力的要求=13.78Mpa（式5-2）式中：——推溜力确定的泵站压力,Mpa;——确定的推溜力,N;——推拉油缸缸径,mm。（式5-3）式中：——由拉架力确定的泵站压力,Mpa;——确定的拉架力,N;d——推拉油缸活塞杆直径,mm。取、、大者,暂时不考虑压力损失,得所需的泵站压力。5.1.2泵站流量支架液压系统的流量决定支架的移架速度,移架速度确定后支架供液系统应具有的流量为（式5-4)式中:——移架速度,m/min;——考虑到漏油、窜液、调架时的富裕系数,一般取;——推移千斤顶个数;——支架移架步距,m;——推移千斤顶拉架时活塞的作用面积,m²;——立柱根数;——升柱降柱行程,取0.05m;——降柱时的活塞作用面积,m²;——升柱时活塞的作用面积,m²;J——支架中心距,m。选用两台用BRW200/31.5型乳化液泵BRW200/31.5型乳化液泵（图5-1）

BRW200/31.5型乳化液泵参数（表5-1）进口压力常压公称压力31.5MPa公称流量200L/min电动机型号YBK2-315M-4电动机功率125kw电动机电压1140V工作介质乳化液(含5%乳化油的中性水混合液)乳化液箱容积1600L5.1.3乳化液泵的电机功率（式5-5）式中：——选用乳化液泵的工作压力,Mpa;——选用乳化液泵的流量,L/min;ᵑ——乳化液泵的总效率,一般为07～0.9。

第六章胶带输送机选型6.1初选胶带输送机任务长度1720米依据输送距离，选取一套型号为SSJ/1200/2×315型可伸缩胶带输送机。SSJ/1200/2×315型可伸缩胶带输送机（图6-1）S输送量1800t/h带宽1200mm带速2.5m/s最大输送长度2300m储带长度100-150m主电机功率2×315kw围包角450⁰～454⁰

6.2胶带输送机参数计算6.2.1输送能力和胶带宽度（1）、计算输送带宽度，选定输送带速度输送能力Q=1800t/h，大于设计运输生产率=946.97t/h，输送带宽度满足要求。带速v=2.5m/s。对带宽进行块度校核≧2+200=2×500+200=1200mm（式6-1）故输送带带宽能满足要求。（2）、运行阻力与输送带张力计算承载段运行阻力=（++）Lgcosβ-（q+）Lgsinβ（式6-2）=10×（108.3+39.93+16.6）×1720×0.04×cos0º=113073.38N其中：=Kg/N（查表选用GX-2500，带芯强度2500N/m）kg/m6.67kg/m空段运行阻力（式6-3）=10×（39.93+6.67）×1720×cos0º×0.035+10×39.93×1720×sin0º=23975.7N（3）、输送带张力计算1、用逐点计算法求输送带各点张力SSJ/1200/2×315型可伸缩带式输送机计算示意图（图6-2）≈2、按摩擦传动条件考虑摩擦力备用系数方程，得（式6-4）联立解方程得：最小张力点在3、输送带悬垂度与强度的计算悬垂度的计算按悬垂度要求，承载段允许的最小张力为（式6-6）=5×（108.3+39.93）×1.5×cos0º×10=11117.25N<故悬垂度满足要求。4、输送带强度验算输送带允许的承受的最大张力为（式6-7）故输送带强度满足要求。此处安全系数是按机械接头选的，若采用硫化接头则。计算牵引力与电动机功率输送机主轴牵引力为=154731.6+9571.37=164302.9（式6-8）电动机的功率为KW（式6-9）考虑到15％的备用功率，电动机的容量为1.15×483.2=555.7KW（式6-10）经过以上计算证明，在所给条件下使用SSJ1200/2×315型可伸缩带式输送机，用两台315KW电动机拖动。6.3固定式胶带输送机选型6.3.1初选输送机任务长度750依据输送距离，选取一套型号为TD75通用胶带输送机。

TD75型通用固定带式输送机输送能力表（表6-2）说明：表中输送量是在物料容重lt／，输送带输送倾角0°～7°，物料堆积角为30°条件下计算的。在固定式胶带输送机的选型过程中，其输送量，带宽以及其他计算数值在可伸缩胶带输送机选型时已计算，本次设计此处就不在一一表达。固定式带式输送机的选型过程中分为两段，一段距离为621m，输送机铺设倾角为6º。另一段距离为150m，输送机铺设角度为12º，此处分两步计算。6.3.2胶带输送机参数计算1、621m长胶带输送机计算承载段运行阻力=（++）Lgcosβ-（q+）Lgsinβ（式6-11）=10×[(108.3+39.93+16.67)×621×0.04×cos6º+(108.3+39.93)×621×sin6º]=136956.01N空段运行阻力（式6-12）=10×[(39.93+6.67)×621×0.035−39.93×621×sin6º]=-15846N2、输送带张力计算DT75型带式输送机计算示意图（图6-3）由图可得≈===125295.22按摩擦传动条件考虑摩擦力备用系数方程，得（式6-13）联立解方程得：悬垂度的计算按悬垂度要求，承载段允许的最小张力为（式6-14）=5×（108.3+39.93）×1.5×cos0º×10=11117.25N<故输送带悬垂度满足要求。输送带强度验算>（式6-15）式中：选用DX型钢丝绳芯胶带（标记号为）3、150m长胶带输送机计算1、承载端运行阻力（输送带布置倾角为β=12º）=（++）Lgcosβ+（q+）Lgsinβ=10×（967.78+4642.6）=55905.92N空段运行阻力=10×（239.3-1245.29）=-10059.9N输送带张力计算式中：≈===47261.37按摩擦传动条件考虑摩擦力备用系数方程，得（式6-16）联立解方程得：悬垂度的计算按悬垂度要求，承载段允许的最小张力为（式6-17）=5×（108.3+39.93）×1.5×cos0º×10=11117.25N<故输送带悬垂度满足要求。输送带强度验算>（式6-18）6.3.3固定式胶带输送机功率计算牵引力与功率计算（1）621m输送机的主轴牵引力为（式6-19）==131398.08+8128.02=139526.1N电机功率为=279.052KW（式6-20）1.15×N=1.15×279.052=320.9.59KW（2）150m输送机的主轴牵引力为（式6-21）=63105.39−13541.39+0.04（63105.39+13541.39）=49564+3065.87=52629.87N电机功率为=105.25KW（式6-22）1.15N=1.15×105.25=121.04KW经过上列计算结果可得，在所给条件下使用DT75型通用式带式输送机是可行的，由两部315KW电动机带动。

第七章矿井提升设备选型7.1矿井提升设备的用途矿井井下与地面的设备是由矿井提升设备来联系的，在煤炭生产中占有特别重要的地位。它的主要用途是沿井筒提升煤炭、矿石和矸石，升降人员、设备，下放材料等。7.2提升方式的确定及提升设备选型计算依据7.2.1选型设计的主要内容主井提升，矿井年产量5.0Mt/a。年工作日：330天，日工作小时：16小时。井口与卸载水平的高差Hx；806.5m装载水平与井下运输水平的高差Hz，859.5m。提升方式:箕斗井筒断面尺寸,井筒中布置提升设备套数煤的散集密度，1.39t/立方米;矿井电压等级7.2.2箕斗的选型箕斗是提升有益矿物和矸石的容器。根据卸载方式的不同，箕斗有翻转式、侧整下部卸载式、底卸式。平板闸门底卸式箕斗较扇形闸门底卸式箕斗卸载时井架受力较小，卸载曲轨短，装煤时撒煤少且动作可靠。、提升高度H=Hx+Hs+Hz=880.5m（式7-1）、经济提升速度11.86m/s（式7-2）、依据经济提升速度，估算一次提升循环时间（式7-3）==113.065s式中：a——提升加速度，估取a=0.8；μ——箕斗在卸载曲轨内爬行的时间，μ=10；θ——箕斗装卸载时间。、合理经济提升量为=39.25t/次（式7-4）根据本此此计的要求，箕斗应选择钢丝绳罐道。由主井多绳箕斗规格表可以选择JCY40/190B异侧装卸式六绳49.5t箕斗。箕斗参数：箕斗容积：42最大终端载荷：1540N尾绳悬挂装置最大允许载荷：670N最大提升高度：1100m7.3提升钢丝绳的选择7.3.1钢丝绳的最大悬垂长度设井塔高度Hk为45m，由于Vj=11.86，去Hg=10m，箕斗间距2290mm。尾绳环高度为：（式7-5）=10+0.5+2×2.29=15.082m取=15m。式中：——绳尾环高度，m；——过卷高度，m；S——两容器中心距离，m。钢丝绳最大悬垂长度（式7-6）==880.5+20.45+10+1.8+15=927.75m式中：Hr——箕斗全高；Hg——过卷高度；He——导向轮中心距楼层地板面的高度；Hzx——导向轮与摩擦轮的中心距。7.3.2计算钢丝绳每米重力（1）、绳端荷重Qd（式7-7）=58.38+21=79.38t式中：Qc箕斗自身重量Q——实际装载量，Q==1.39×42=58.38取钢丝绳抗拉强度为安全系数等重尾绳，钢丝绳选型的计算公式为（式7-8）==9.25N/m据此选择绳股圆股钢丝绳，每米重量p=76.11N/m。直径，绳中最粗钢丝直径δ=3.0mm，全部总和为=136500N，尾绳数=2，其每米质量q见下式：=N/m（2）、计算安全系数钢丝绳安全系数==6.153>5.562（式7-9）所以所选钢丝绳适用。7.4提升机选型7.4.1选择滚筒直径并选择提升机（1）、直径D=3680mm（式7-10）=3600mm（式7-11）式中：d——钢丝绳直径D——钢丝绳中最粗的钢丝直径由此选择JKM-4.5×8型多绳摩擦式提升机

多绳摩擦式矿机提升机基本参数（表7-1）（2）、验算提升机强度（式7-12）=(58380+2100)×10+76.11×927.25=675.37kN<1350KN（式7-13）=58380×10=583.8KN<640KN均小于设计值，强度检核合格。在箕斗的提升设计选型中JCY40/190B，配套设备中包括次提升机JKM-4.5×8型多绳摩擦提升机，在此计算符合强度检验要求，故此提升机可作为本次选型使用设备。7.5提升系统的确定（1）、井塔高度（式7-14）=0.3+13+14.45+10+0.12+1.8+5=44.67m得Hk=45m，井塔选用TZD3.5/4-45A型。（2）、绳尾环高度Hh=15（m）（3）、悬垂长度Hc=927.757.6电动机的选型7.6.1电动机的估算转数==891.71r/min（式7-15）式中：——提升机的标准速度；i——减速器的传动比；D——滚筒直径。7.6.2提升机的最大速度依据n选取970r/min，算出提升机的最大速度：==17.404m/s（式7-16）在升降物料时，≤=17.803m/s，所以得=17.404m/s。7.6.3电动机功率的估算（式7-17）==1453.31KW式中：N——提升电动机的估算功率；k——矿井阻力系数，箕斗提升k=1.15，罐笼提升k=1.12；m——一次提升货载质量；Q——一次提升货载重力；——提升系统运转时，有加、减速运动及钢丝绳重力等因素影响的系数，箕斗提升=1.1~1.4，罐笼提升=1.4；——减速器传动效率，单级传动=0.92，双级传动=0.85。通过以上计算，选择JR系列三项绕线型异步电动机，选择两台型号为JR1000−6/1180的电动机拖动。参数：额定功率：1000KW额定电流：115A功率因数：0.84最大转矩/额定转矩：2.27飞轮转矩：4680N/㎡通过以上几部分的计算结果，本次设计提升设备箕斗型号为JCY40/190B异侧装卸式六绳箕斗，钢丝绳选择绳6x19股(1+6+12)圆股钢丝绳，提升机选择JKM-4.5×8型多绳摩擦式提升机，电动机选择JR1000-6/1180三项绕线型异步电动机。7.7提升系统变位质量计算7.7.1提升系统个运动部位变位质量、有效载荷变位质量m，58380kg、提升容器变位质量双容器箕斗提升：=2（式7-18）=4200Kg箕斗提升：=（式7-19）=30240Kg、主井钢丝绳变位质量=42104kg（式7-20）、尾绳变位质量=44688kg（式7-21）、导向轮变位质量：=10000kg、提升机变位质量：kg、电动机变位质量（式7-22）==48837kg、提升系统变位总质量（式7-23）=58380+4200+42104+44688+10000+75000+48837=283209kg7.8提升设备的动力学和运动学7.8.1确定提升速度图本设计为主井箕斗提升，选择六阶段速度图六阶速度图（图7-1）7.8.2确定提升加速度初加速度（式7-24）==0.375m/s正常加速度按减速器输出轴允许最大扭矩计算（式7-25）==1.03按充分利用电动机过负荷能力计算（式7-26）==4.89m/式中：λ=2.95；。按防滑条件计算按照«煤矿安全规程»规定，一般，本次设计最终取0.8。7.8.3确定减速度按自由滑行减速方式计算（式7-27）==2.57按防滑条件计算（1）、上升侧钢丝绳静张力（式7-28）=58380+21000+4×76.11×30+2×228×(880+15)+5838=609871.2N（2）、下放侧钢丝绳静张力（式7-29）=21000+4×76.11×(880+30)+2×228×15−5838=299042.4N（3）、上升侧运动部分变位质量==61403.3kg（4）、下放侧运动部分变位质量（式7-30）==30488.04kg（5）、防滑允许的减速度==1.87m/根据以上计算，确定提升减速度为1.2。7.8.4速度图各参数计算（1）、加速阶段加速度：=0.8加速时间：（式7-31）==12.2s加速距离：（式7-32）==59.78m（2）、减速阶段减速度：减速时间：（式7-32）==7.84s减速距离：（7-33）==40.02m（3）、爬行阶段爬行速度：取爬行距离：爬行时间：（式7-34）==7.5s（4）、等速阶段等速距离：（式7-35）=880−48.1−63.8−3=765.1m等速时间：（式7-36）==77.99s一次提升循环时间（式7-37）=12.2+7.84+7.5+77.99+1+20=126.53s式中：制动减速时间1s，θ=20s。六阶速度图（图7-2）7.9电动机等效功率计算7.9.1运动力计算按平衡系统计算，。（1）、提升开始运动力：（式7-38）=1.15×58380+28321×0.375=68198.62kg（2）、初加速终了，运动力：（式7-39）=68198.62kg（3）、加速开始，运动力：（式7-40）=68198.62+28321×（0.8−0.375）=80235.04kg（4）、加速终了，运动力：（式7-41）=80235.04kg（5）、等速开始，运动力：（式7-42）=80235.04−28321×0.8=57578.24kg（6）、等速终了，运动力：（式7-43）=57578.24kg（7）、减速开始，为自由滑行，运动力：kg（式7-44）（8）、减速终了，为自由滑行，运动力：kg（式7-45）（9）、爬行开始，运动力：（式7-46）=0+28321×1.2=33985.2kg（10）、爬行终了，运动力：（式7-47）=33985.2kg（11）、制动减速开始，运动力：（式7-48）=33985.2−28321×0.5=19824.7kg制动终了，运动力：（式7-49）=19824.7kg力图（图7-3）7.9.2等效力计算（1）、求（式7-50）=（2）、等效时间（式7-51）==80s（3）、等效力（式7-52）==19300.25kg7.9.3等效功率（式7-53）==1988.22KW<2×1000=2000KW7.9.4工作过载负荷最大拖动力：N（式7-54）额定拖动力：N=2.02因<0.75λ所以，电动机的过负荷能力是满足的。

第八章其他机械设备的选型8.1转载机选型选择转载机时，转载机的运输能力要稍大于刮板输送机的运输能力，工作面刮板输送机的连接处要与转载机的机尾要配套。根据上述原则，选择型号SZZ1000/315型中双链转载机SZZ1000/315型中双链转载机（图8-1）

转载机主要参数（表8-1）电机功率运输能力电压长度 315KW2200t/h1140V50m

8.2破碎机的选型所选转载机结构尺寸要与破碎机的结构相适应，与其安装位置相适应。根据上述原则，选择型号为PLM2200轮式破碎机。PLM2200轮式破碎机（图8-2）破碎机主要参数（表8-2）破碎能力入口断面出口粒度破碎轴转速刀齿线速度电动机型号2200t/h1000×1000mm300mm以下468r/min22.6m/sYBSS-200G

8.3喷雾泵站的选择雾泵站参数计算(1)、喷雾泵流量Q=HBVKQ=3.5×0.8×6.96×20×1.35=526L/min式中：Q——喷雾泵流量，L/minH——工作面平均采高，4.2m；B——采煤机截深，0.8865m；V——煤机速度，4.41m/min；ρ0——煤的实体密度，1.3,9t/m³K——每吨喷雾水量，一般取20～40L/t；根据所需压力和流量，选择两台型号为BPW315/12.5D型喷雾泵。BPW315/12.5D型喷雾泵（图8-3）

3BPW315/12.5D型喷雾泵主要参数（表8-3）公称流量公称压力电机功率电机型号电压315L/min12.5MPa132kWYBK2­280M­41140V第九章矿井供电系统设计9.1矿井供电要求9.1.1设计要求(1)设计要符合煤矿安全规程、煤矿工业设计规程、煤矿井下供电设计技术的规定。(2)设备选型时，应采用定型的成套设备，采用新的技术，采取措施式电能损耗降低，节约能源。(3)设计保证规定安全可靠、保证供电电能质量、保证供电系统的经济性。9.1.2设备统计设备：采煤机，MG700/1660−WD，刮板输送机SGZ900/1400，液压支架ZY4200/20/45，乳化液泵站BRW200/31.5型乳化液泵，SSJ/1200/2×315型可伸缩胶带输送机，TD75通用胶带输送机，SZZ1000/315型中双链转载机，PLM2200轮式破碎机，两台型号为BPW315/12.5D型喷雾泵,两台型号JR1000−6/11809.2采区变电所及配电点位置确定9.2.1采区供电对对电能的要求(1)电压允许偏差：1）10KV及以上高压供电和低压电力用户的电压允许偏差为用户额定电压的+7%～7%。2）35KV及以上供电对电压有特殊要求的用户，为额定电压的+5%～5%。(2)三相电压不平衡：正常运行方式下不平衡度的允许值为2%，短时间内不得超过4%。(3)电网频率：电力系统频率偏差允许值为0.2Hz，系统容量比较小，偏差值可以放宽到+5%Hz9.2.2工作面配电点的位置确定综采工作面应设置在距工作面50m～70m的巷道中9.3采区负荷计算及移动变电站的选择9.3.1负荷计算设备电动机参数表（表9-1）序号设备名称设备型号台数电动机功率kw电压v1滚筒式采煤机MG700/1660-WD1166033002刮板运输机SGZ900/140012×70033003乳化液泵站BRW200/31.522×12511404可伸缩式胶带输送机SSJ/1200/2×31512×31511405固定式胶带输送机DT7512×31511406转载机SZZ1000/315131511407破碎机PLM2200120011408喷雾泵站BPW315/12.5D22×13211409提升机JR1000-6/118012×10003300总计7349KW

9.3.2综采工作面移动变电站用电设备的需要系数用电设备的需用系数表（表9-2）设备名称需用系数滚筒式采煤机0.7刮板运输机0.7提升机0.7转载机0.69破碎机0.69胶带输送机0.69喷雾泵站0.7乳化液泵站0.7

（1）1号移动变电站（采煤机、刮板输送机）==3060（式9-1）式中：——额定功率之和;——需用系数;——采区重合系数，取1;——加权平均功率因数，按综采工作面，取0.7。选择KBSGZY－3150/10移动变电站，额定电压为10/3.45KV，额定电流为181.9/527.1A。（2）2号移动变电站（可伸缩式胶带输送机、转载机、破碎机）（式9-2）==1128选择KBSGZY－1250/10移动变电站，额定电压为10/1.2KV，额定电流为72.2/601.4A。（3）3号移动变电站（乳化液泵、喷雾泵）（式9-3）==514选择KBSGZY－630/10移动变电站，额定电压为10/1.2KV，额定电流.为36.4/303.1A。（4）4号移动变电站（固定式胶带输送机、提升机）（式9-5）==2300选择KBSGZY－2500/10移动变电站，额定电压为10/3.45KV，额定电流.为144.39.4配电装置选择9.4.1采区高压开关柜的选择（1）配电装置额定电压：10KV。（2）高压配电装置额定电流应大于变压器的最大长时工作电流。长期工作电流计算（式9-6）式中：——长期工作电流;——受控制负荷计算容量，KV•A;——电网额定电压，KV。

高压配电箱选择（表9-3）移动变电站型号额定电流A高压配电箱型号1号KBSGZY－3150/10181.9/527.1BGP9L-10G/200（DB1）2号KBSGZY－1250/1072.2/601.4BGP9L-10G/100（DB2）3号KBSGZY－630/1036.4/303.1BGP9L-10G/50（DB3）4号KBSGZY－2500/10144.3/418.4BGP9L-10G/15（DB4）

采区工作面总高压配电箱的选择额定电流大于变压器总最大长时工作电流。额定电压选定10kV，取变压器额定电流之和作为总的最大长时工作电流：（式9-7）I采区工作面总高压配电箱选择PBG-500/10型真空隔爆配电箱。9.4.2高压电缆的选择（1）选择电缆截面按经济电流密度选1号移动变电站高压电缆截面选择Ica=PNKde×1033IAA式中：——按经济电流密度选择的电缆截面，mm²；——正常运行通过电缆最大长时负荷电流，A；——经济电流密度，A，mm²，2.25；n——正常运行时同时并联工作的电缆条根据计算，初选电缆主芯线为95mm²。型号为MYPTJ−1.9/3.3−3×95（2）按长时允许负荷电流校验：KIp>IK符合要求式中：——环境温度为+25°时电缆的允许载流量（A）；K——环境温度不等于+25°时的载流量的校正系数。同理：连接2号移动变电站选取型号为：MYPTJ−6/10−3×35的高压电缆；连接3号移变选取型号为：MYPTJ−6/10−3×16的高压电缆，9.4.3低压电缆的选择（1）LZ=a×LX式中：a——系数，橡套电缆取a=1.1 ；——巷道实际长度m。电缆长度计算结果见下表低压电缆长度表（表9-4）巷道或硐室.名称巷道长度(m)选取电缆长度(m)电压备注滚筒采煤机240270低压橡套刮板输送机机头6066低压橡套刮板输送机机尾240270低压橡套顺槽皮带机机头17201920低压橡套顺槽皮带机机尾6066低压橡套胶带大巷皮带机机头750950低压橡套胶带大巷皮带机机尾6066低压橡套转载机9099低压橡套破碎机110121低压橡套乳化液泵站180198低压橡套喷雾泵站200220低压橡套提升机8801280低压橡套（2）、根据机械强度选取低压电缆截面表（表9-5）设备名称电缆截面(mm2)设备名称电缆截面(mm2)采煤机组35-50可弯曲刮板输送机16-35胶带输送机10-25回柱液压绞车16-25装岩机16-25调度绞车4-6局部风机4-6煤电钻4-6照明2.5-4乳化液泵站6-15（3）、根据最大的长时工作电流选取电缆截面对应长时工作允许的电流值（表9-6）主芯线截面4610162535507095120长时允许电流（A）36466485113135170205250295（4）、