矿山机电一体化选型毕业设计2012

煤矿机电选型设计

第一部分 支护设备与采煤机选型设计

已知条件：

1. 煤层厚度：3.3m; 2. 截割阻抗：235N/mm; 3. 年产量：105万吨/年； 4. 顶板条件：2级3类； 5. 煤层倾角：12°； 6. 工作面长度：120m.

一、机械化采煤工作面类型的确定与论证

机械化采煤工作面根据支护设备型式不同，可分为普通机械化采煤工作面（简称普采）及综合机械化采煤工作面（简称综采）。综采工作面主要设备为双滚筒采煤机、刮板输送机、液压支架，综采工作面机械化程度高、安全、生产率高。普采工作面主要设备为滚筒采煤机、刮板输送机、金属摩擦支柱或单体液压支柱及金属铰接顶梁。一般当工作面内煤层厚度较厚、煤层倾角及煤层厚度变化不大，地质条件比较稳定，没有大的断层、夹矸等，工作面设计能力又比较高，采用综采较好。据已知条件，选用综采工作面较好。 二、液压支架的选型

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、底板稳定性影响最大。 (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。按《毕业设计指导书》P.22，表2-1选取支撑式支架。 (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。 (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、下滑现象。必须采取防倒防滑措施。 (5) 煤层埋藏稳定性：

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。

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一定的影响。

2．煤层顶板及顶板分类

覆盖在煤层上的岩石，依次分为伪顶、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1.5～2为厚的岩石叫直接下位岩石，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：

不稳定顶板：很易冒落；

中等稳定顶板：一般在支护设备前移后随即冒落； 稳定顶板：难于冒落，需支架帮助切顶； 坚硬顶板：极难于冒落，采后需强制放顶。 (2) 老顶分级

老顶位于直接顶之上，按《毕业设计指导书》P.24，表2－3可知2级老顶周期来压明显。 3、液压支架的选型

液压支架的选型，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，帮工作阻力大，切顶能力强，具有掩护梁架间密封，挡矸掩护性能好。它适用于稳定以下各类顶板，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。

注意因素：（1）煤层厚度大于2.5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2.5～2.8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）煤层倾角在10～15°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）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。

据《毕业设计指导书》P.24，表2-4可知，由给定的已知条

件2级3类应选用支撑式支架，但因煤层厚度是4m>2.5～2.8m,顶板有侧向推力，这时，一般不宜采用支撑式支架，应选用带护帮装置的掩护式或支撑掩护式支架。因此我选用2级2类，支撑掩护式支架。

(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，应能适应采高的要求，它根据煤层厚度和采区范围内地质条件的变化等因素来确定。其选择的原则是：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Hmax和最小结构高度Hmin，具体由下面经验公式计算： Hmax = hmax+a= 3.3+0.3= 3.6m

Hmin = hmin－S2－b－C= 2.9－0.18－0.1－0.08= 2.54m

式中：hmax — 煤层最大厚度，3.3米；

hmin — 煤层最小厚度，2.9米；

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；厚煤层可取得300毫米；

S2 — 顶板最大下沉量，一般取支架后排立柱处顶板的

下沉量。可按劳取酬100～200毫米选取，1级老顶取大值，四级老顶取小值；

b — 支架卸载前移时，立柱伸缩余量，煤层厚度大于

1.2米时，取80～100毫米；

C — 支架顶梁上存留的浮煤和碎矸石厚度，一般取

50～100毫米。

(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： a. 按经验公式估算：

q = KHR=8×3.3×2.3=60.72t/m2

式中：K — 作用于支架上的顶板岩石厚度系数，我国中厚煤层

取6－8；

H — 最大采高，4米；

R — 岩石容重，一般取2.3t/m3。

b. 据顶板条件和煤层厚度，由《毕业设计指导书》P.24，表2-4可查取2级3类，采高3.3米，支护强度为1.3×45=58.5t/m2.

由《采掘机械与液压传动》P.243,表3-4-1，注：（2）可知1.3为2级老顶的分级增压系数； 结果选取大值：q=60.76t/m2

(4) 选择液压支架型号：参看《采掘机械与液压传动》P.230,表3-2-1，选取支撑掩护式支架：

架型：BC520－25/47 支撑高度：2.5～4.7m 工作阻力：5069KN 初撑力：4704KN

支护强度：0.337～0.849Mpa 煤层倾角：15°

质量：18.5t 四、滚筒采煤机的选择

(一) 采煤机性能参数的计算与决定 1. 滚筒直径的选择

双滚筒采煤机滚筒直径应大于最大采高的一半，一般可按D=(0.52～0.6)hmax选取，采高大时取小值，采高小时取大值，即

D=0.56×3.3=1.848m 2. 截深的选择

滚筒截深是采煤机工作机构截入煤壁的深度，是影响采煤机装机功率及生产率的主要因素；国内生产的采煤机，为了制造方便，大部分截深都在0.6m左右。我选取0.60m. 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：

hmax = 1000v/(m·n)= 1000·4/(3×50)= 26.7mm

式中

m — 滚筒每条截线上的截齿数；一般取2～4； n — 滚筒转速，一般认为在30～50转/分较为适宜； v — 截割速度，一般控制在4m/s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，检查和更换刀具，日常维修，等候支护，处理片邦等，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，一般可取0.50。

当采煤工作面的生产能力已定，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Qmin为：

W1050000 Q???417t/hmin24?0.5300?24?0.5式中：W—采煤工作面的日平均产量，吨/日； 上式中有效开动率取0.5. 5. 采煤机截割时的牵引速度及生产率

采煤机截割时牵引速度的高低，直接决定采煤机的生产率及

所需电机功率，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，要根据下几方面因素综合考虑。 a. 根据采煤机最小设计生产率决定的牵引速度V1

V1?Qmin60?BR

=417/(60×3.1×0.6×1.35) =27.6m/min

式中Qmin — 采煤机最小设计生产率，t/h;

H — 采煤机平均采高； B — 采煤机的截深，取0.60m R — 煤的容重，取1.35t/m3

b. 按截齿最大切屑厚度决定的牵引速度V2

采煤机截割过程是滚筒以一定的转速n,同时又以一定的牵

引速度V沿工作面移动，切屑厚度呈月牙规律变化，如果滚筒在一条截线上安装的截齿数为m，则截齿最大的切屑厚度已在上面求出。

一般要求截齿的最大切屑厚度应小于截齿伸出齿座长度的70%，

所以采煤机的牵引速度

V2 = m·n·hmax ′/1000=3×50×52÷1000=7.8m/min

式中

hmax ′— 截齿在齿座上伸出长度的70%（毫米），国产径向截

齿。大约为44～55毫米；切向截齿大约为41～52

毫米。煤坚硬度f及截阻抗大时取小值。

m — 滚筒每条截线上的截齿数；一般取2～4； n — 滚筒转速，一般认为在30～50转/分较为适宜。 c. 按液压支架推移速度决定牵引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相协调，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。

决定采煤机截割速度V=3m/min,因此采煤机的生产率：

Q = 60HBVR=60×3.1×0.60×3×1.35=451.98t/h 6. 采煤机所需电机功率

常采用比能耗法来估算电机功率，是根据采煤机生产率和比能耗（截割单位体积煤所消耗的功率）实验资料来确定，如果比能耗值确定适当，计算值就比较合理。

取截割阻抗A=385N/mm的煤为基准煤，当采煤机以不同的牵引速度截割时，包括牵引部及辅助液压系统在内其比能耗的估算值可参看《毕业设计指导书》P.29,表2－5:

当牵引速度是2m/min时，螺旋滚筒采煤机比能耗接近HwB=0.44kw·h/t,如果截割的为层，其截割阻抗不同上述值，可用下式计算比能耗值： Hwx=AX/A×0.44=0.539

式中：AX — 被截割煤层的截割阻抗参考《毕业设计指导书》P.29,

表2－6决定;

A — 基准煤的截割阻抗，180～200N/mm; HwB — 基准煤的比能耗已查取。

双滚筒采煤机，前滚筒与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

筒已截割出第二个自由面，若以HwX表示前滚筒截割比能耗，后滚筒截割比能耗HwX′为

HwX′= K3HwX= 0.8×0.46=0.4312

式中：K3—后滚筒工作条件系数，可由《毕业设计指导书》P.30,表2－8选取。

如果滚筒直径按最大采高60%选取时，双滚筒采煤机所需电机功率为：

???Q.6??0.4??0wxwx???N?KK12=451.98(0.6×0.539+0.4×

0.4312)/0.95=217kw

式中： Q — 采煤机生产率；

K1 — 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0.8；

K2 — 功率水平系数，与牵引速度调节方式，电机超载

能力等因素有关，可按《毕业设计指导书》P.30,表2－7选取，超载能力是指最大转矩Mmax与额定转矩MH比值。

7. 牵引力

采煤机的牵引力大小主要取决于煤质软硬、采高、牵引速度、煤质倾角、机器质量，导向装置结构及摩擦力等到因素。采煤机工作条件比较恶劣，应有足够大的牵引力。目前使用的链牵引采煤机的牵引力P与装机功率N之关系为： P=（1～1.3）N= (1～1.3)×217=217～282KN 8. 装机功率

由《采煤机械与液压传动》P.191页表2－8－1查得，当采高为3～4.5m时，双滚筒采煤机装机功率为300～450KW。 9. 采煤机的质量

采煤机的质量，会影响机器工作的稳定性，太大又要增大牵引力。常用采煤机的质量与电机功率之间有如下关系

M=(0.07～0.1)N

(二)、初选采煤机及其配套设备

根据采高、滚筒直径、截深、生产率、电机功率、牵引力

及牵引速度等初选采煤机：选自《液压传动与采掘机械》 型号：MXA—300/4.5WG 采高：4500mm

卧底量：185mm 倾角：12?

空顶距：2342 滚筒直径：2300mm 截深：0.60

摇壁长度：2228mm 牵引力：400KN 牵引速度：3m/s 总功率：300kw 机面高度：2205mm

?～17? ?30?30摆角：62电机高度：0.6m

配套的刮板输送机型号：SGZ-730/320 设计长度：200m

输送能力：700t/h 电动机型号：KBY－160 功率：2×160

(三)、初选采煤机主要技术参数的校核 1．最大采高hmax的校核

?Dh?A??Lsin??maxmax

220.62.3?2.205??2.228sin62.5??

22= 4.45>3.3 满足最大采高

式中：A — 采煤机高度（机身上平面至底板之距离）； H — 采煤机截割部减速箱高度，一般等于电机高度； L — 摇壁长度（摇壁摆动中心到滚筒中心距离）； D — 滚筒直径。 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、支架或铰接顶梁高度h1,过机高度h2（顶梁与采煤机机身上平面之间距离）三项尺寸之和，即采煤机与支护设备应能通过煤层变薄带，滚筒不截割岩石。

Hmin=A+h1+h2=2+0.1+0.2=2.3m<2.9.m符合

式中h2 — 过机高度不应小于0.1～0.25m,机身短，浮煤清扫

干净取小值； h1 — 铰接顶梁高度。

3． 卧底量校核

最大卧底量Kmax为

K?A??Lsin?? maxmax?D220.62.3?2.055??2.228sin17.5??

22=0.064.9m<0.185m 式中：β

max —

摇壁向下摆动最大角度。

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头处三角煤带。 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适应的配套要求，运输机的生产能力一般应略大于采煤机的生产率，以便把运输机的运输能力看成是采煤机的最大生产率，此时采煤机截割时的最大牵引速度Vˊ为

V??Q?60HBR

=700/(60×3.1×0.63×1.35)

=4.42>3 符合

式中：Qˊ— 运输机的运输能力，700t/h; H — 平均采高； B — 采煤机截深；

R — 煤的实体容重，R=1.35t/m3

上述计算的Vˊ值应大于前面决定的截割牵引速度V值。 5. 引阻力的估算

采煤机移动时必须克服的牵引阻力T为 ??T?KG?fDcos?K?2K?Gsin223 ? ??0.1?488?0.18?2cos10??0.1?2?0.05?488?sin10? ?134 KN式中：

f?? — 摩擦系数取决于采煤机导向机构表面状况和和湿度及

采煤机运动速度等。平均可取0.18。

K1 — 经验系数，估算时可取0.6～0.8 K2 — 估算系数，初步估算时可取0～0.2

K3 — 侧面导向反力对牵引阻力影响系数，主要取决于牵引链

牵引轨道的位置及煤层倾角大小。当在采空区侧布置，煤层倾角为0°时取0.04～0.05,35°时取0.05～0.10。当在煤壁侧布置，煤层倾角为0°时取0.12～0.19,35°时取0.15～0.21.

上式最后一项，当向上牵引时，取正号。

第二部分 矿山运输机械选型设计

设计要求：1、按液压、采机部分所给的工作面生产能力Qc、工作面长度、煤层倾角?、煤的散碎密度r等参数进行工作面刮板输送机选型计算。2、顺槽转载机的选型计算，注意设备配套；顺槽胶带机选

型计算（amax=300mm L顺槽＝800m ?顺槽＝0°）；3、采区上（下）山胶带机选型计算（?煤层倾角＝14° L上（下）山长度＝800m）；4、大巷电机车运输选型计算（若采区年产量≤120万吨，则按东、西两翼进行选型计算，即东、西两翼各布置一个≤120万吨的采区，东、西两翼采区距井底车场的距离L＝800m；5、按要求绘制运输系统图。

第一节

回采工作面运输机械的选择设计

在回采工作面，使用刮板输送机。在宗采工作面，选择刮板输送机时，应注意其与采煤机和液压支架的配套设备要求。 工作面刮板输送机和采煤机的配套要求是：

（1）刮板输送机的运输能力必须与采煤机或刨煤机的运输能力相匹配，即应使刮板输送机的运输能力大于或等于采煤机或刨煤机的生产能力；

（2）刮板输送机的结构型式及附件必须能密切与采煤机的结构相配套。

与液压支架的配套要求是：

(1)刮板输送机的型号及溜槽结构要与液压支架的架型相匹配； (2)刮刮板输送机板输送机的溜槽长度要与液压支架的宽度相匹配； (3)刮板输送机的溜槽与液压支架的推溜千斤顶连接装置的间距和配合结构要匹配，在一般情况下刮板输送机的技术特征中给出了下列参数：输送能力Q、出厂长度L、铺设倾角?、电机功率N等参数。当工作地点的情况与上述参数相符时，根据刮板输送机技术特征表选出一台刮板输送机即可。

但当工作地点的倾角和长度与技术特征不相符时，必须通过计算，才能确定所选刮板输送机能否用于该工作地点。 一、 刮板输机设计计算的主要内容

（1） 刮板输送机运输能力计算； （2） 刮板输送机运行阻力计算； （3） 刮板输送机刮板链张力计算； （4） 刮板输送机牵引力及电动机功率计算； （5） 刮板链的预紧力和紧链力计算； （6） 刮板链强度计算。 二、原始资料

（1）回采工作面生产能力QC= 552.825 t/h; （2）刮板输送机的铺设长度L＝115m； （3）刮板输送机的铺设倾角?＝14°； （4）物料的散碎密度850kg/m3

（5）物料中最大块度的尺寸amax=300mm；

（6）东、西两采区的两个工作面装车点距井底车场的距离均为L=1500米；顺槽长度分别为1300米和1200米；下山长度为600米，倾角－10°；

（7）大巷坡度为±3‰；低瓦斯矿井，大巷为进风巷道； （8）物料堆积角度为25°。 三、回采工作面生产能力 1、滚筒采煤机生产能力计算

QC＝60〃h〃b〃γ0〃VC

＝60×2.95×0.6×1.35×3.9 ＝559.143 (吨/时)

式中：h----采掘高度（平均煤层厚度），（3.7+2.2）÷2=2.95米 b----一次采掘深度，0.6米 γ0----原煤密度，1.35吨/米3 VC----采煤机牵引速度，取3.9米/分 2、刮板输送机选型

根据综合机械化采煤成套设备综合技术特征，选择SGZ－764/264刮板输送机，主要技术指标如下（表十一）：

（表十一） 型号 设计长度 m 出厂长度 m 输送能力 t/h 链速 m/s 电机功率 kw 链条型式 液压耦合器 规格 质量 kg SGZ-764/264W 200 150 900 0.95 2×132 中双链 2SJ-132 26×93-C 57.0 刮板链 中部槽（长、采机牵引紧链装置 设备质量 t 宽、高）方式 mm 1500×764×222 无链 闸盘 166．0 四、刮板输送机验算

对所选择的SGZ－764/264刮板输送机进行验算，如果验算通过，选之即可，否则重选。

1、 验算运输能力 刮板输送机的运输能力为：

Q=3.6〃F〃γ〃φ〃(v-vc÷60)

图中溜槽参数：H=222mm;B=764mm;A=80mm;C=190mm;D=710mm

F＝H/2×(B-2A)+(B-2A)×tg25°×(B-2A)+ （C+A） [（D-H）- tg30°（C+A）+ (B-2A)×tg25°]÷2 ＝0.067+0.170+0.083 ＝0.320(㎡)

Q＝3.6〃F〃γ〃φ〃(v-vc/60)

＝3.6×0.320×850×0.95×(0.95-3.9/60) ＝823.262(t/h)＞QC

式中：F----运输物料的断面积，㎡ γ----物料的散碎密度，850kg/m3 v----刮板链速度，0.95m/s

φ----装满系数，水平向下运输时取0.9～1,取c γ0----物料的散碎密度850kg/m3 VC----采煤机牵引速度，取3.9米/分

所以，SGZ－764/264刮板输送机完全满足该采煤工作面的运输能力。 2、运行阻力计算

（1）重段直线段的总阻力

Wzh＝(qω＋q1ω1)Lgcos?＋(q＋q1) Lgsin?

＝（163.492×0.7＋22.67×0.4）×115×9.8×cos14°＋ (0.7＋0.4) ×115×9.8×sin14° ≈135363.596（N）

式中：q----中部槽单位长度贷载质量，kg/m q＝QC/3.6v

＝559.143 /(3.6×0.95) ＝163.492kg/m

v----刮板链速度，0.95m/s

q1----刮板链单位长度质量，查刮板输送机技术参数得34÷1.5kg/m=22.67 kg/m

ω----物料在溜槽中运行阻力系数，按《矿山机械运输》表3―6选取0.7

ω1----刮板链在溜槽内移行得阻力系数，按《矿山机械运输》表3―6选取0.4

L----刮板输送机的铺设长度，115米为工作面切眼长度 ?----刮板输送机的铺设倾角14° g----重力加速度，9.8m/s （2）空段直线的总阻力 Wk＝q1〃L〃g〃（cos?＋sin?）

＝22.67×115×9.8×(cos14°＋sin14°)

＝30971（牛）

（3）弯曲段运行阻力

工作面刮板输送机在推溜时，机身产生蛇行弯曲，由此产生的附加阻力为：

① 重段弯曲段的附加阻力 Wzhw＝0.1〃Wzh

＝0.1×135363.596 ≈13536.4（牛） 弯曲段半径R为： R＝L/(2sina′/2) ＝1.5/(2sin3°/2) ＝28.660(米)

式中：L---标准中部槽长度，一般1.5米

a′---相邻两节中部槽间的最大折曲角，一般为3° 弯曲段全长Lw为： Lw＝√4aR-a2

＝√4×0.7×28.66-0.7 2 ＝8.931(米)

式中：a---机身推移距离，取0.7米 弯曲段中心角a0为： a0＝2arcsin(a÷√Lw2＋ a2) ≈1

② 空段弯曲的附加阻力 Wkw＝0.1Wk ＝0.1×30971 ＝3097.1(N)

③ 刮板链绕经从动链轮处的阻力 We ＝（0.05～0.07）Sy′ ＝（0.05～0.07）×90928.3 ＝4546.4～6365.0(N)

式中：Sy′---刮板链载从动链轮相遇点8点的张力， ④ 刮板链绕经主动链轮时的阻力 Wz ＝（0.05～0.07）(Sy＋SL)

＝(0.05～0.07）(143714.9＋43913.9)187628.8 ＝9381.4～13134.0(N)

式中：Sy---刮板链在主动链轮相遇点4点的张力 SL---刮板链在主动链轮分离点5点的张力 总运行阻力W0为： W0≈1.2〃（Wzk＋ Wk）

=1.2×(135363.596＋30971) =199601.52(N) 3、刮板链张力的计算 （1）判断最小的张力点的位置

双头机驱动，最小张力点的位置用下面方法判断：

若0.6 Wzh－0.4 Wk＞0,则1点为最小张力点；若0.6 Wzh－0.4 Wk＜0,则3点为最小张力点，如下图：

0.6 ×135363.596－0.4 ×30971＞0则1点为最小张力点

双机头驱动计算图

（2）用逐点计算法求各点张力 通常从最小张力点开始计算。

刮板输送机计算图

以上图为例，若判断刮板链最小张力点在1点，则从取最小张力Smin为0: S1＝0 N

S2＝S1＋q1L′g（w1cos?＋sin?）

＝22.67×5×9.8×(0.4 cos14°＋sin14°) ＝699.868(N) S3＝S2＋ Wzkw＋WzhLw/L

＝699.868＋13536.4＋135364×8.931/115

1点开始计算，

＝24748.8（N） S4＝S3＋(L-Lw-L′)〃Wzh÷L

＝24748.8＋（115－8.931-5）×135364÷115 ＝143714.9(N） S5＝S4-0.6〃(Wzh＋Wk )

＝143714.9－0.6×（135364＋30971） ＝43913.9(kN）

S6＝S5＋(L-Lw-L′) 30971÷L

＝43913.9＋（115－8.931-5）×30971÷115 ＝71133.1（kN） S7＝S6e2fa＋Wk÷L〃L′

0

＝82659.7＋30971×8.931÷115 ＝87176.5+2405.2 ＝89581.7（N） S8＝S7＋WKL`÷L

＝89581.7＋30971×5÷115 ＝90928.3（N）

所以，最大张力点为4点。 4、牵引力及电机功率的计算 机采工作面刮板输送机功率：

刮板输送机满负荷运行时的最大功率Nmax为： Nmax＝KW0v÷1000η

＝1.17×199602×0.95/1000×0.81 ≈273.9(Kw)

式中：K---电动机功率备用系数，取1.17 W0---刮板输送机牵引力，吨力 W0＝1.2（Wzk＋Wk） ＝1.2×(135364＋30971) ＝199602(N)

v---刮板链运行速度，0.95米/秒 η---传递方式的总效率，取0.81

刮板输送机空载运行时的最小功率Nmin为： Mnin＝（1.1×2vq0w1Lcos?）÷1000η

＝（1.1×2×0.95×0.4×115×cos14°）÷810 ≈0.115(Kw) 等效功率Nd为：

Nd＝0.6√Nmax2 - Mnin 2 ＝0.6√273.92-0.115 2 ＝164.3(Kw)＜2×132 Kw

实际应配用的电机功率为N=（1.15～1.2）Nd即（1.15～1.2）×164.3=188.9～197.2 Kw。

所以采用2×132 Kw电动机双头驱动或200 Kw电动机单机头驱动SGZ－764/264刮板输送机完全可以满足该工作面运输需求。 5、计算刮板链的预紧力和紧链力

（1）预紧力

预紧力指输送机静止时，封闭链条内的张力。 刮板链的预紧力T0为： T0=（Sy`＋S l`＋ Sy+S l）/4 =(S1＋S8＋S4＋S5)/4

=(0＋90928.3＋143714.9＋43913.9)/4 =69639.3(N)

式中：Sy`、S l`---分别为刮板链在从动链轮相遇点和分离点的张力 Sy、S l---分别为刮板链在主动链轮相遇点和分离点的张力 （2）紧链力

紧链力是拉紧装置把具有初张力的链条接在一起所需要的拉力。 刮板链的紧链力T为： T=T0＋Lq0g ω′cos?

=69639.3＋115×22.67×9.8×0.4×cos14° =79555.4（N）

q0----刮板链单位长度质量，查刮板输送机技术参数得34÷1.5kg/m=22.67 kg/m

ω′′----刮板链在溜槽中运行阻力系数，按《矿山机械运输》表3―6选取0.4

L----刮板输送机的铺设长度，115米为工作面切眼长度 ?----刮板输送机的铺设倾角14° g----重力加速度，9.8m/s

6、验算刮板链的强度

双链刮板输送机刮板链的安全系数n（必须满足n≥3.5）为： N=(2Sdλ)/(1.2Smax)

=(2×850×103×0.91)/(1.2×143714.9) ≈8.97＞3.5（安全系数满足要求） 式中：N---刮板链的安全系数

Sd---一条链条的破断拉力，850KN/m(查《矿山机械运输》 一书得26×92的c级圆环链的破断拉力为850KN/m)

λ---双链负荷不均匀系数，中双圆环链取0.90～0.95；对边双圆环链取0.85；对摸锻链取0.65

Smax---刮板链的最大张紧力，Smax=S4=143714.9（N） 五、刮板输送机选型设计计算程序框图

第二节

采区顺槽运输机械的选择设计

对于综采工作面的顺槽运输，一般采用转载机、可伸缩带式输送机和绳架吊挂式带式输送机。 一、转载机的选择

选择转载机时，要注意与工作面刮板输送机的配套要求，即： 1、转载机的运输能力要稍大于工作面刮板输送机的运输能力； 2、顺槽转载机的机尾与工作面输送机的连接处要配套；

3、顺槽转载机的零部件与工作面刮板输送机的零部件应尽可能通用。在选择转载机时，只要满足上述要求，可不作验算。

根据上述要求选择了SZZ-764/132型转载机，其主要特性如下： 转载机型号：SZZ-764/132 刮板链型式：单链

铺设长度：35m 搭接长度：14m 水平长度：12.7m 链速：1.3m/s 输送能力:1100t/h 电机型号：KBY550-132 电机功率：132kW 电机转速：1470r/min 减速器速比：23.47 液力耦合器型号：YL500X 圆环链规格：￠26×92 圆环链破断力：850kN 刮板间距：920mm 溜槽尺寸：764×222×1500 质量：33t

二、带式输送机的选型计算

带式输送机选型计算时，所需的原始数据如下： 1、带式输送机的铺设长度，L=800m（顺槽长度）； 2、带式输送及的铺设倾角，0°; 3、顺槽运输生产率,Qc=559.143 t/h; 4、物料的散碎密度，γ=850kg/m3; 5、物料中最大块度的尺寸，amax=300mm; 6、物料的堆积角，ρ=20°。

按上述资料，从设计指导书96页，表2-2中选则DSP1080/1000型可伸缩带式输送机，其主要技术参数如下： 型号：DSP1080/1000 输送能力：800t/h 输送机长度：1000m 适用倾角: ，0° 储带长度：100m 输送带运行速度：2.5m/s 减速比：19.867 液压耦合器：YL-562

滚筒数：2 滚筒直径：630mm 总围包角：455° 托辊直径：108mm 张紧方式：电绞车 张紧装置牵引力： 8.82kN 主电机技术参数：

型号：YSB-160 电压：660/1140V 功率：160 kN 转速：1475r/min 输送带技术参数：

型式：耐燃整芯塑料带 规格：宽×厚=1000×8，mm 径向扯断强度：≥580KN/m

1、验算带式输送机的运行能力和宽度 带式输送机的运行能力用下式计算： Q=KB2vγC

=385×12×2×850×1 =654500kg/h

=654.5t/h＞Qc(已知559.143 t/h)

式中：K---物料的断面系数，与物料断面形状及其动堆积角有关，从《毕业设计指导》100页表2-7中查得385； B---输送带宽度，即带宽，为1m; v---输送带运行速度，为2m/s; γ---物料的散碎密度，为850kg/m3;

C---倾角系数，在从《毕业设计指导》100页表2-8中查得为1； 另外，带式输送机的带宽应根物料中最大块度进行校核，即对于未经

筛选的物料（如原煤）： B≥2×amax＋200,mm B≥2×300＋200,mm B≥800,mm(符合) 对于筛选后的物料应为： B≥3.3ap＋200,mm B≥3.3×150＋200,mm B≥695,mm(符合)

式中: amax---物料中最大块度尺寸,为300mm（已知） ap---物料中平均块度尺寸，取150mm

根据以上计算结果，选用B＝1000mm的耐燃整芯塑料煤矿用阻燃输送带，输送带质量qd＝8.8kg/m。 2、计算输送带运行阻力

（1）重段直线段的运行阻力

WZh＝（q＋qd＋qg′）Lgω′cosβ±（q＋qd）Lgsinβ ＝（62.1＋8.8＋11.3）×800×9.8×0.02×cos0°±0 ＝12889×1 ≈12889(N)

得：重段水平运行时WZh＝19333.4N>0，

所以，重段最小张力点在3点。 式中：WZh---重段运行阻力，N；

q---单位长度输送带上装运物料量，kg/m; q=Qc/3.6v

=559.143/(3.6×2.5) =62.1 kg/m;

qd---输送带单位长度的质量，qd＝8.8kg/m

qg′---重段单位长度上分布的托辊旋部件的质量，kg/m qg′＝G g′/l g′ ＝17/1.5 ＝11.3 kg/m

G g′---重段每组托辊旋转部件的质量，（选择槽形冲压座）取17kg/m；

l g′---重段托辊的间距，一般为1～1.5m,取1.5；

ω′---输送带沿重段运行的阻力系数，在《矿山机械与设备》322页表2－6－12中选取槽形托辊，少量尘埃，正常湿度，其系数为0.02； L---输送机铺设长度，为800m; β---输送机铺设倾角，为0°； g---9.8N/kg；

(2)空段直线段得运行阻力

Wh＝（qd＋qg′′）Lgω′′cosβ±qdLgsinβ ≈(8.8＋6)×800×9.8×0.02±0

≈2320.6×1±0 ≈2320.6(N)

得：空段水平运行时Wh＝2900.8N

qd---输送带单位长度的质量，qd＝8.8kg/m

qg′′---空段单位长度上分布的托辊旋部件的质量，kg/m qg′′＝G g′′/l g′′ ＝15/2.5 ＝6 (kg/m)

G g′′---重段每组托辊旋转部件的质量，（选择平形冲压座）取15kg/m；

l g′′---重段托辊的间距，一般为2～3m,取2.5m；

ω′′---输送带沿重段运行的阻力系数，在《矿山机械与设备》322页表2－6－12中选取槽形托辊，少量尘埃，正常湿度，其系数为0.02； L---输送机铺设长度，为800m; β---输送机铺设倾角，为0°； g---9.8N/kg；

(3)输送带绕经改向滚筒得阻力

输送带在改向滚筒上得围包角围180°时，按下式计算；围包角小，将系数取小些： Wgg＝（0.05～0.07）Sy′

式中：Wgg---输送带绕经改向滚筒的阻力，N; Sy′---输送带在改向滚筒相遇点的张力，N。

（4）输送带绕经驱动滚筒的阻力 Wqg＝（0.03～0.05）(Sy＋Sl)

式中：Wqg---输送带绕经驱动滚筒的阻力，N; Sy---输送带在驱动滚筒相遇点得张力，N； Sl---输送带在驱动滚筒分离点得张力，N。 空载附加阻力W0′′为:

W0′′＝0.1(Wzh＋Wk)＝0.1×(12889＋2320.6)＝1521(N) 3、输送带张力计算

（1）计算满足垂度条件的重段最小张力Sminzh: Sminzh＝5（q＋qd）lg′cos?

（2）按逐点计算法计算各点的张力 现设最小张力点3则有： S3＝5（q＋qd）lg′gcos?

＝5×（62.1＋8.8）×1.5×cos0°×9.8 ＝531.8×9.8 ≈5211.2（N） S2＝S3/（1.03～1.05） ＝5211.2/（1.03～1.05） ＝5059.4～4963.1(N) 取5059.4 N S1＝S2-Wk

＝5059.4－2320.6

＝2738.8(N) S4＝S3＋Wzh

＝5211.2＋12889

＝18100(N)(最大张力点) 式中：

l g′---重段托辊的间距，一般为1～1.5m,取1.5; g---9.8N/kg。

（3）验算摩擦力备用系数

据相遇点张力S4(Sy)和分离点张力S1(Sl)用下式验算摩擦力备用系数n: 取μ、α分别为0.3、455°＝7.94 n＝Sl(eμα－1)/(Sy－Sl)

＝2738.8 ×(e0.3×7.94—1)/( 18100—2738.8) ＝26912.9/15361.4

＝1.752>1.15～1.2(符合要求) （4）验算输送带强度

对与煤矿矿用阻燃输送带安全系数m为： m＝SdB/Smax

＝(580×1000)/18100 ＝32.05 安全

式中：Sd---阻燃带的整体纵向拉断强度，为取580N/n; B---阻燃带宽度1000mm；

Smax---输送带运行所受的最大静张力（S4）。

4、功率计算 滚筒牵引力W0为：

W0＝Wzh＋Wk＝12889＋2320.6 ＝15209.6(N) 反馈功率（电动机发电运行时的功率）N′为： N′＝（|W0|〃ν′η）/1000

＝（15209.6×1.05×2.5×0.85）/1000 ＝33.94(kW) 空载功率N′′为：

N′′＝(W0′〃ν)/(1000〃η) ＝(1521×2.5)/(1000×0.85) ＝4.5(kW)

N＝1.2×（N′＋N′′）＝46(kW) 选用75kW电动机。

式中：ν′---发电运行时的输送带速度，等于1.05ν＝1.05×2.5m/s; 其它同上。 5、拉紧力H的计算

H＝2×(S4＋S1)＝2×（18100＋2738.8）＝41677.6(N)

此拉紧力是按稳定运行条件计算，还应考虑满载起动和制动的需要，增加拉紧力。 6、制动力矩的计算

（1）实际所需的制动功率为： NT＝N0－QH/184

＝N0－800×0/1840 ＝380（Nm）

其中：N0＝Pv/1000＝380(kW)

Q---带式输送机的输送能力，800t/h; H---输送机提升高度，800×sin0°=0m。 （2）计算制动力矩MT′ MT＝K〃(1000 NT)/ω ＝1.3×1000×380/7.9 ＝62531.6（Nm） MT′＝(MT/i)η

＝(62531.6/19.867)×0.9 ＝2832.6（Nm）

式中：MT′---电动机上的制动力矩Nm； MT---制动力矩，Nm;

K---制动安全系数，取1.3;

ω---驱动滚筒的角速度，ω＝2v/D＝7.94rad/s； η---传递效率，取0.9； D---牵引机滚筒直径，0.63米； i---减速器减速比，为19.867。 7、带式输送机选型设计计算程序框图

第三节 采区上下山运输及辅助运输

一、采区上下山运输

1、采区上下山运输设备的选择

根据本次设计要求，采区上下山运输服务于两个回采工作面的运输，所以选择带式输送机。

2、采区上下山带式输送机的选型计算 与第二节相同 原始数据：

（1）、带式输送机的铺设长度，L=800m（下山长度）； （2）、带式输送及的铺设倾角，－14°; （3）、顺槽运输生产率,Qc=559.143t/h; （4）、物料的散碎密度，γ=1t/m3; （5）、物料中最大块度的尺寸，amax=300mm; （6）、物料的堆积角，ρ=30°。

带式输送机工作系统

1、输送带宽度B：

根据物料的堆积角，ρ=30°，在《矿山机械与设备》一书330页表2－6－10中选取槽型托辊断面系数K＝458；带速v＝2.5m,在表2－6－8中选取；物料的散碎密度，γ=1t/m3，在表2－6－7中选取;倾角系数C＝0.9，在表2－6－11中选取。有下公式可知： B≥√QC/KvγC＝0.74m 未经筛选的物料（如原煤）： B≥2×amax＋200,mm B≥2×300＋200,mm B≥800,mm(符合) 对于筛选后的物料应为： B≥3.3ap＋200,mm B≥3.3×150＋200,mm B≥695,mm(符合) 2、输送带运输能力计算

考虑输送机铺设倾角对断面大小的影响，则输送能力Q为：

Q＝KB2γvC＝458×1.22×1×2.5＝1648.8 t/h>1118.3t/h(完全符合运输要求) 式中字母同上。

根据以上计算结果，选用B＝1200mmDX系列煤矿用阻燃输送带。其主要技术要求如下：

胶带宽度：1200mm 胶带强度1600kg/cm 带芯钢绳直径：6.75mm 钢丝绳芯结构：7×7×7 托辊直径：108mm 改向滚筒直径：630mm 驱动滚筒直径：1000mm 胶带运行速度：2.5m/s 电动机功率：500kW 托辊槽角：30°

功率分配比：2:1:1 适用输送比重：1～2.5t/m3 适用输送温度：－20°～＋40° 3、牵引力及运行功率

（1）单位长度输送带上装运物料q为： q---单位长度输送带上装运物料量，kg/m; q＝Qc/3.6v

＝559.143/(3.6×2.5) ＝62.1kg/m （2）重段直线段的运行阻力

WZh＝（q＋qd＋qg′）Lgω′cosβ±（q＋qd）Lgsinβ

＝（62.1＋6.6＋13.3）×800×9.8×0.02×cos（－14°）＋（62.1＋6.6）×800×9.8×sin（－14°）

＝12475.7－130301.1 ≈—117825.4(N)

式中：WZh---重段运行阻力，N；

qd---输送带单位长度的质量，qd＝1.1Bδ=6.6kg/m qg′---重段单位长度上分布的托辊旋部件的质量，kg/m qg′＝G g′/l g′ ＝20/1.5 ＝13.3 kg/m

G g′---重段每组托辊旋转部件的质量，（选择槽形冲压座）取20kg/m；

l g′---重段托辊的间距，一般为1～1.5m,取1.5；

ω′---输送带沿重段运行的阻力系数，在《矿山机械与设备》322页表2－6－12中选取槽形托辊，少量尘埃，正常湿度，其系数为0.02； L---输送机铺设长度，为800m; β---输送机铺设倾角，为0°； g---9.8N/kg；

(2)空段直线段得运行阻力

Wk＝（qd＋qg′′）Lgω′′cosβ±qdLgsinβ

≈(6.6＋7.2)×800×9.8×0.02×cos(-14°)－6.6×800×9.8×sin(-14°) ≈2099.6－12518.0 ≈－10418.4(N)

（3）附加阻力∑W` ∑W`＝0.1(Wzh＋Wk)

＝0.1×（—117825.4－10418.4） ＝－12824.4(N) (4)总运行阻力W0 W0＝WZh＋Wk＋∑W` ＝-128243.8－12824.4 ＝－141068.2(N) 滚筒牵引力P＝W0 式中：

qd---输送带单位长度的质量，qd＝6.6kg/m

qg′′---空段单位长度上分布的托辊旋部件的质量，kg/m qg′′＝G g′′/l g′′ ＝18/2.5 ＝7.2 (kg/m)

G g′′---重段每组托辊旋转部件的质量，（选择平形冲压座）取18kg/m；

l g′′---重段托辊的间距，一般为2～3m,取3m；

ω′′---输送带沿重段运行的阻力系数，在《矿山机械与设备》322页表2－6－12中选取槽形托辊，少量尘埃，正常湿度，其系数为0.02； L---输送机铺设长度，为800m; β---输送机铺设倾角，为-14°；

g---9.8N/kg； 3、输送带张力计算

（1）计算满足垂度条件的重段最小张力Sminzh:

因W0<0,最小张力点在3点，则按悬垂度条件确定各点张力： Sminzh＝S3＝5（q＋qd）lg′cos?

＝5（62.1＋6.6）×1.5×9.8×cos（－14°） ＝4899.5(N)

Smink＝S4＝5qd lg′′gcos?

＝5×6.6×3×9.8×cos（－14°） ＝941.4(N) 取S3≈S4＝4899.5N

S6＝S4＋Wk＝4899.5＋10418.4＝15317.9 (N)

S1＝S3－Wzh＝5498.5－（－117825.4）＝112326.9(N)（最大张力点） 取μ＝0.3，a＝460°，按摩擦条件校核摩擦力备用系数 S1＝S6（1＋(eμa-1)÷n）

112326.9 ＝15317.9〃(1＋（e0.3×8.4-1）÷n) 得n＝ 1.6>1.2 安全 （2）验算输送带强度

对与煤矿矿用阻燃输送带安全系数m为： m＝9.8SdB/Smax

＝(9.8×1600×120)/ 112326.9 ＝16.75 安全

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