煤礦機電設備選型設計函授站靖煤培訓中心年級2012級專業機電一體化技術姓名康明春西安科技大學任務書1支護設備與采煤機選型設計題目設計任務及要求1、根據所給原始數據進行設備配套選型的詳細計算2、編寫綜采設備配套選型設計的說明書3、工作面綜采設備配套關系圖原始數據及條件煤層厚度M頂板條件HMAXHMIN截割阻抗A（N/MM）煤層傾角老頂直接頂工件面長度（M）設計產量（萬噸/年）生產安排30自定26010級3類140601、一年工作日按300天計算2、實行四班工作制，三班采煤，一班準備，每天生產時間為18小時。2畢業設計運輸部分要求按液壓、采機部分所給的工作面生產能力QC、工作面長度L、煤層傾角、煤的散積容重等參數進行工作面刮板輸送機選型計算。A順槽轉載機的選型（不計算，注意設備配套）。B順槽膠帶機的選型計算。AMAX300MML順槽8001400M順槽00采區上（下）山膠帶機選型計算。煤層傾角（已知）L上（下）山長6001000M大巷電機車運輸選型計算若采區年產量120萬噸，則按東、西兩翼進行選型計算（既認為東、西兩翼各布置一個120萬噸的采區），東、西兩翼采區距井底車場的距離L12002000M按要求繪制運輸系統圖3提升設備選型設計題目某礦礦井年產量為AN萬噸，礦井深度HS米，裝載高度HZ18M，卸載高度HX18M，試選擇該礦主井雙箕斗提升設備。（散煤容重可取09噸/M3或092噸/M3，單水平開采）。要求1進行單繩纏繞式箕斗提升設備的選型計算。（按說明書步驟進行）2畫出速度圖及力圖，提升機與井筒相對位置圖，提升機房設備布置圖。具體設計數據礦井年產量AN萬噸井深（M）備注602804煤礦壓、通、排設備選型設計任務及參數一、排水設備選型設計已知條件井深H（米），正常涌水量QZ（M3/H），最大涌水量QM（M3/H），每年正常涌水按320天計算，礦水中性，礦水密度1020KG/M3。各組參數如下H345；QZ560；QM1150要求按要求選用排水設備，給出排水系統簡圖（參P102）。繪出正常與最大涌水時，排水系統的工況變化曲線。二、通風設備選型設計已知條件礦井需要風源風量為通風容易期QY（M3/S），通風困難期QY”（M3/S），所需負壓通風容易期PYST（PA），通風困難期PYST”（PA），各組參數如下QY75；QY”83；PYST2010；PYST”4100要求離心式風機的類型特性選離心式風機（參見P146，附圖168）。利用2K60型軸流式風機的類型特性選軸流式風機（參見P380，附圖30）。三、礦井壓力設備（學生自選參數）某礦空壓機供氣系統如圖所示各管段的長度分別為（米）。AB200；BC205；BD300；LMCLDEEG150；FI130；KN30；EHKC200；DFFG170。分工作面采用的鑿巖機為YT30型（給了6組數據），風鎬為G7（給了6組數據），采用三班工作（1，2，3），各工作面工作臺數為工作面鑿巖機（YT30）風鎬（G7）工作班時M4213411243221、3K2124323214322、3G2324311324411、2H3431241423211、2I1213412314131、3J3123242413432、3N2221343122341、2要求選空壓機型號及輸氣管網的直徑。（注意上表數據可形成6636組數據，在選擇時每人選一組數據，切勿重復）A機站EMLGHCBDKNIJL圖掘進工作面網路圖5供電設備選型設計題目根據采煤工作面設備選型，采區上、下山及順槽運輸設備選型情況做出一個采區供電方案設計。主要包括1確定變壓器容量、型號、臺數2采區供電系統擬定電纜型號、長度和截面的確定，高低壓開關的選擇，繼電保護的整定計算。3繪出采區供電系統接線圖，造采區供電設備表目錄第一部分綜采工作面配套設備選型設計6第一節“三機”的選型原則和裝備標準6第二節滾筒采煤機的選擇8第三節液壓支架的選型14第四節工作面可彎曲刮板輸送機、轉載機、破碎機19第五節采煤機、支護設備、輸送機配套關系圖23第二部分井下煤流運輸系統各運輸點的設備選型設計26第一節回采工作面運輸機械的選擇設計26第二節采區順槽運輸機械的選擇設計30第三節采區上下山運輸吸輔助運輸33第四節大巷電機車運輸選型計算35第五節運輸系統圖的繪制36第三部分礦井提升設備選型設計37第一節豎井單繩纏繞式箕斗提升系統的選型設計37第二節提升機房的布置56第四部分礦井排水、通風、壓氣等系統的選型設計56第一節礦井排水設備56第二節礦井通風設備59第三節礦井壓氣設備63第五部分采區供電設計69第一節概述69第二節采區移動變電站的選擇69第三節電纜的選擇71第四節開關的選擇76第五節整定計算77參考文獻79結束語80附圖81第一部分綜采工作面配套設備選型設計綜采工作面的“三機”是指采煤機、液壓支架、刮板輸送機，是綜采工作面的主要設備。其選型首先必須考慮配套關系，選型正確先進、配套關系合理是提高綜采工作面生產能力、實現高產高效的必要條件。第一節“三機”的選型原則和裝備標準建設高產高效礦井是煤炭工業的發展方向，提高礦井機械化水平是發展高產高效的有效途徑。目前采煤機朝大功率、大截深、高速電牽引方向發展；運輸設備朝大運量、大功率、重型化、高強度、多點驅動、高自動化方向發展；液壓支架朝簡單實用、高工作阻力、高強度、高可靠性方向發展，采用電液控制系統，提高移架速度和安全性能。針對這種發展趨勢，結合本井田煤層傾角較大等實際情況，在工作面主要設備選型時考慮以下原則一、采煤機的選型原則1、采煤機能適合的煤層地質條件，其主要參數采高、截深、功率、牽引方式的選取要合理，并有較大的適用范圍。2、采煤機應滿足工作面開采生產能力的要求，其生產能力要大于工作面設計能力。3、采煤機的技術性能良好，工作可靠，具有較完善的各種保護功能，便于使用和維護。4、一般取采煤機電機功率消耗的1025。滾筒采煤機電機功率常用單齒比能消耗法或類比法計算，然后參照生產任務及煤層硬度等因素確定。二、液壓支架的選型原則1、液壓支架的選型就是要確定支架類型支撐式、掩護式、支撐掩護式、支護阻力初撐力和額定工作阻力、支護強度與底板比壓以及支架的結構參數立柱數目最大最小高度、頂梁和底座韻尺寸及相對位置等及閥組性能和操作方式等。2、選型依據是礦井采區、綜采工作面地質說明書。在選型之前，必須將所采工作面的煤層、頂底板及采區的地質條件全部查清。然后依據不同類級頂板選取架型。最后依據選型內容結合國內現有液壓支架的主要技術性能直接選定架型及其參數所對應的支架型號。三、刮板輸送機的選型原則1、刮板輸送機的輸送能力應大于采煤機的最大生產能力，一般取12倍。2、要根據刮板鏈的質量情況確定鏈條數目，結合煤質硬度選擇鏈子結構型式。3、應優先選用雙電機雙機頭驅動方式。4、應優先選用短機頭和短機尾。5、應滿足采煤機的配合要求，如在機頭機尾安裝張緊、防滑裝置，靠煤壁一側設鏟煤板，靠采空區一側附設電纜槽等。四、“三機”的合理配套從采煤機、液壓支架、刮板輸送機的選型原則中看到，綜采設備的合理配套是很復雜的系統工程。1、滿足生產能力要求采煤機生產能力要與綜采工作面的生產任務相適應，工作面刮板輸送機的輸送能力應大于采煤機的生產能力，液壓支架的移架速度應與采煤機的牽引速度相適應，而乳化液泵站輸出壓力與流量應滿足液壓支架初撐力及其動作速度要求。2、滿足設備性能要求輸送機的結構形式及附件必須與采煤機的結構相匹配，如采煤機的牽引機構、行走機構、底托架及滑靴的結構，電纜及水管的拖移方法以及是否連鎖控制等。輸送機的中部槽應與液壓支架的推移千斤頂連接裝置的間距和連接結構相匹配。采煤機的采高范圍與支架的最大和最小結構尺寸相適應，而其截深應與支架推移步距相適應。五、滿足安全和工作方便要求1、從安全角度出發，工作面無立柱空間愈小愈好。2、為防止移架后支架前柱與電纜相碰和采煤機司機的人身安全，前柱與電纜槽之間必須留有間隙X150240MM。3、梁端距一般為150300MM，用來防止滾筒切割頂梁。4、推移千斤頂行程應比采煤機截深大100200MM。5、保證過煤高度C250300MM，以便煤流順利從底托架下通過。6、過煤空間Y最小值為90MM至200250MM之間，前者適于底板清理良好及采煤機機身短的場合。此外，當煤層傾角大于160時大采高支架工作面傾角大于10，輸送機必須設置防滑錨固裝置，而支架必須帶防倒防滑及調架裝置。六、實際工作中如何做到選型正確先進配套合理依據上述“三機”的選型原則及配套關系的分析可以看到，其選型工作是一項復雜的系統工程，涉及地質學、巖石力學、采礦學、機電和機制等多門學科，同時又是提高綜采工作面礦井效率和效益的前提所在。高產高效綜采工作面的三機選型應從實際出發，因地制宜，具備什么檔次的開采條件，就選用相應檔次的配套設備。七、原始數據及條件煤層厚度M頂板條件HMAXHMIN截割阻抗A（N/MM）煤層傾角老頂直接頂工件面長度（M）設計產量（萬噸/年）生產安排30自定1626010級3類140603、一年工作日按300天計算4、實行四班工作制，三班采煤，一班準備，每天生產時間為18小時。我國目前規定采高大于11米時年產量為3050萬噸時，應選擇綜采。因此根據以上提供的原始數據確定該采煤工作面應該選用綜采配套工作面比較合適。第二節滾筒采煤機的選擇正確選擇和使用采煤機是提高采煤工作面，生產能力的一項主要任務，對采煤工作面的生產效率、能耗、安全等都具有重要影響，但采煤機選型涉及問題較多，目前還缺乏一套完善的計算方法。它不僅與煤層的厚度，傾角及煤的物理機械性質、地質條件等有關，還要考慮與支護設備，運輸設備之間配套關系，因此，在選型過程中要考慮多方面因素，綜合分析后去確定。一、采煤機性能參數的計算與決定1、滾簡直徑的選擇D滾筒直徑大些對裝煤有利，但不宜過大并應滿足采高的要求。雙滾筒采煤機滾簡直徑應大于最大采高的一半，一般可按D05206MAXH選取，采高大時取小值D05226135米，采高小時取大值D0626156米。MAXH選取滾簡直徑16米2、截深的選擇滾筒截深是采煤機工作機構截入煤璧的深度，是影響采煤機裝機功率及生產率的主要因素，決定截深時應充分考慮煤層的壓張效應，截割阻抗截齒截割單位切屑厚度所對應的截割阻力大小，煤層厚度、傾角、頂板穩定性及采煤機穩定性等。另外為了管理頂板方便，截深應等于液壓支架的推移步距。中厚煤層截深可取0608米，若頂扳穩定，截割阻抗小可適當加大厚煤層為了減輕煤壁片邦，減輕液壓支架載荷和避免煤從運輸機溢出，截深宜小，可取05米左右。薄煤層由于工人行走困難，牽引速度比較低。為了保證大的生產率截深可取081米。國內生產采煤機，為了制造方便，大部分截深在06米左右，薄煤層為1米左右。根據截據阻抗為275牛頓/毫米，阻抗較大的截深。選用截割深度為06米3、滾筒轉速及截割速度滾筒轉速對截煤比能耗、裝載效果、粉塵大小都有很大影響，由截齒最大切屑厚度HMAX公式可知，當滾筒每條截線上的截齒數M，牽引速度V已定，轉速N愈高，切屑厚度愈小，煤塵產生量大，截割比能耗增大。另外，實踐表明，滾筒轉速過高，循環煤會增多，裝載效率降低，裝煤效果不好，所以，現代采煤機，滾筒轉速出現降低的趨勢。一般認為滾筒轉速在3050轉/分較為適宜，薄煤層小直徑滾筒由于裝煤能力差，為了提高生產率轉速可增大到60100轉/分。選用滾筒轉速在3050轉/分轉速及滾筒直徑經確定后截齒截割速度也就定了，一般控制在4米/秒左右較好。4采煤機最小設計生產率采煤機在采煤過程中，由于處理故障，檢查和更換刀具，日常維修，等侯支護，處理片邦等，經常出現停頓，采煤機實際生產率比設計的理論生產率小的多，為了表明這些因素的影響，可用有效開動率表示。有效開動率是指采煤機在一天或一班內有效工作時間與一天或一班占有時間的比值，它綜合反映了設備可靠性，選型及組織管理水平，工人技術熟練程度等，我國根據有些典型工作面的推算大約在015035之間，一般可取020。當采煤工作面生產能力已定，其每小時的平均產量就是所需采煤機的最小實際生產率，考慮到有效開動率，則采煤機按工作面生產能力要求的最小設計生產率QMIN為QMINKW24式中W為采煤機工作面日平均產量噸/日W2000噸/日306K有效開動率。上式有效開動率取02，充分考慮使采煤機有增產潛力，當有效開動率能進一步提高，采煤仍有富裕能力，使工作面生產能力得到提高。則采煤機的最小設計生產率QMIN417噸/時204W5采煤機截割時的牽引速度采煤機截割時牽引速度的高低，直接決定采煤機的生產率及所需電機功率，由于滾筒裝煤能力，運輸機生產率，支護設備推移速度等因素的影響，采煤機在截割時的牽引速度比空調時低的多。采煤機牽引速度在零到某個值范圍內變化，選擇截割時的牽引速度，要根據幾方面因素，綜合考慮。因此，根據采煤機最小設計生產率QMIN決定牽引速度V1V1米/分RBHQ60MIN式中QMIN采煤機最小設計生產率噸/時H采煤機平均采高米B采煤機平均截深米R煤的容重135噸/米3V133米/分RHQ60MIN5160247按截齒最大切削厚度決定的牽引速度V2HMAX毫米NVHMAX截齒最大的切削厚度毫米V牽引速度米/分M滾筒一條截線上安裝的截齒數個N滾筒的轉速HMAX毫米NMV10一般要求截齒的最大切削厚度應小于截齒伸出齒座長度的70，即H1MAX70HMAX即V270V399米/分10HNM按液壓支架推移速度決定牽引速度為V3考慮截割時牽引速度V，應根據上述三方面情況綜合分析后確定，其最大值應等于或大于V1，但應小于V2，并于V3相協調。使采煤機能夠滿足工作面生產能力的要求，有可避免齒座或葉片參與截割，保證采煤機安全生產。現選V40米/分。6、采煤機裝機功率裝機功率包括截割電動機、牽引電動機、破碎電動機、液壓泵電動機、機載增壓噴霧泵電動機等電動機功率總和。裝機功率由下式估算PQHW式中P裝機功率，KW；Q采煤機生產率，417T/H；HW比能耗，一般0607，取07。經計算本設計裝機功率為292KW。7、采煤機所需電機功率采煤機的比能耗HWB042（千瓦小時/噸）所選采煤機的比能耗HWX029044（千瓦小時/噸）HWBAX420362式中HWX被截割煤的比能耗HWB基準煤的比能耗查閱參考表25AX被截割煤層的截割阻抗牛頓/毫米A基準煤的截割阻抗查表26得（240360）牛頓/毫米單滾筒采煤機的所需電機功率N千瓦21KHWXQ式中Q采煤機的生產率噸/小時K1功率利用系數，本設計選用一臺電機驅動時取1K2功率水平系數，與牽引速度調節方式，電機超載能力等因素有關按表27查得本設計選用電機超載能力為2022之間，牽引速度調節方式采用人工調節選取08N128千瓦21KHWXQ80359雙滾筒采煤機的后滾筒截割比能耗H1WXK3HWXK3表示后滾筒工作條件系數，由表28選取后滾筒開采煤層的下部向著前滾筒截割自由面的方向選取08N（06HWX04H1WX）21KQ（060350408035）809118千瓦根據國產采煤機電機功率系列化的情況，本設計選用最接近的100200千瓦電機即可。8、采煤機所需牽引力據經驗統計，采煤機牽引力一般為其裝機功率數值的051倍。按表29查得250300千牛。二、初選采煤機及其配套設備根據采高、滾筒直徑、截深、生產率、電機功率、牽引力及牽引速度等初選采煤機然后和初選的支護設備一起。查閱煤炭科學院等編制的采煤機械化成套設備參考資料一覽表見附錄該表僅供選型時參考，不作硬性規定，用戶可按實際情況自行組合改裝，盡可能與表中提供的成套設備吻含，以節約費用，并通過配套設備表選擇輸送機。采煤機初選決定后，通過產品說明等有關資料得到采煤機高度、質量、電機或減速箱高度，搖臂長度、擺角范圍等尺寸。并列表說明初選采煤機主要技術參數。確定采煤工作面采煤機的主要參數如下裝機功率375KW左右，截深不小于600MM，采高1626M，生產能力不小于600T，牽引方式為鏈軌式或銷排式無鏈電牽引，牽引力不小于350KN，額定電壓1140V，頻率50HZ。根據以上分析結果，參照國內外高產高效礦井工作面裝備情況，本設計工作面選用國產MG150/375W型無鏈電牽引采煤機。采煤機主要技術參數見表11。表11采煤機技術參數表采煤機型號總裝機功率（KW）截割功率（KW）采高（M）截深（M）滾筒直徑（M）驅動方式牽引速度（M/MIN）適應煤層傾角供電電壓（V）MG150/375W375150216260616交流電牽引07251140初選采煤機主要技術參數的校核1、最大采高的HMAX的校核HMAXALSINMAX米2D式中A采煤機高度（機身上平面至底板之間距離）米H采煤機截割部減速箱高度，一般等于電機高度米L搖臂長度（搖臂擺動中心到滾筒中心距離）米AMAX搖臂向上擺動最大角度D滾筒直徑米HMAXALSINMAX212506/21695SIN60165/2324米3米最大采高符合設計要求。2、最小采高的校核HMINAH1H2式中H2過機高度不應小于015米H1支架或交接頂梁高度取01米HMINAH1H212501015150米20米最小采高符合設計要求。3、臥底量校核最大臥底量KMAXASINMAX2H2D式中MAX搖臂向上擺動最大角度KMAXASINMAX125023SIN220825125023SIN2208250195米臥底量小于90300毫米滿足設計要求4、采煤機最大截割速度的校核V1米/分RBHQ60Q1運輸機的運輸能力400噸/小時H平均采高25米B采煤機截深06米R煤的實體容重，R135噸/米3V1米/分RHQ6035124935米/分40米/分的截割牽引速度，本設計選擇符合要求。5、牽引阻力估算采煤機移動時必須克服的牽引阻力T為TK2GFD（COSAK22K1）GSINA噸力式中F磨檫系數取決于采煤機導向機構表面狀況和濕度及采煤機運動速度等平均取018K1經驗系數，估算為07K2估算系數因是初算，所以取01K3側面導向力對牽引阻力影響系數，因煤層傾角為23，取007TK2GFD（COSAK22K1）GSINA噸力0122018165（COS2301207）22SIN23285958596114555噸力，57365噸力及上行時牽引力為114555噸力，下行時牽引力反向大小為57365噸力。第三節液壓支架的選型一、影響液壓支架選型的因素影響液壓支架選型的因素，主要是礦山地質條件，如頂、底板穩定性、煤層厚度、煤層傾角、煤層賦存狀況及瓦斯含量等，其中以煤層及頂，底扳穩定性影響最大。1、頂板穩定性頂板穩定性直接影響支架的架型支護強度，頂板巖性的不同決定支架的架型的型式，巖層載荷和頂板的穩定性主要影響支架支護強度和頂梁的結構型式。一般講煤層頂板穩固平整，應選用支撐式支架；煤質松軟、頂板破碎煤層，應選用掩護式支架；而煤層頂板堅硬，則應選用支撐掩護式支架。2、底板穩定性底板巖石的組成、結構及巖石力學性質是支架選型不可忽視的另一重要條件，底板的穩定性對支架底座影響頗大，支架架型選取不當，會使支架陷入底板，使移架困難。根據我國煤層底板巖石抗壓強度。建議按表12選型。表12不同底板條件下選用的架型巖石松軟粘土巖頁巖（或松軟煤）較軟粘土巖頁巖（或松軟煤）一般粘土巖砂頁巖、砂巖（或煤）抗壓強度MPA202040應選架型掩護式液壓支架式兩柱支掩式掩護式支架支掩式支架支掩式及強力支撐四柱及強力支撐3、煤層厚度煤層厚度主要影響支架支護強度，煤層厚度越大支護強度應越高，煤層厚度大小及變化情況，又決定著支架的結構高度和伸縮范圍。4、煤層傾角煤層傾角主要影響支架穩定性，煤層傾角大則易使支架發生傾倒、下滑等現象。必須采取防倒防滑措施。5、煤層埋藏穩定性實踐證明煤層埋藏越平穩，綜采的效果越好。斷層及其性質對支架的使用好壞起決定性的影響。若斷層落差大，綜采設備通不過，斷層條數多，綜采面搬家次數多。6、煤層瓦斯含量瓦斯含量大的煤層應采用通風斷面大的支架。二、煤層頂板及頂板分類覆蓋在煤層上的巖石，依次分為偽頂、直接頂、老頂，它們統稱為煤層的頂板。偽頂是緊貼在煤上極易冒落的較薄巖層，通常在煤層被采下后隨即冒落，對液壓支架的選型一般沒有影響。直接頂位于偽頂之上，無偽頂時直接位于煤層之上，通常是在移架或回柱后隨即冒落，直接頂下部152米厚的巖石叫直接頂下位巖石，它對架型的選擇有決定性的影響。1、直接頂分類我國將緩傾斜煤層回采工作面直接頂根據其穩定程度分為四類1、不穩定頂板也稱破碎頂板，這類頂板很易冒落。冒落后巖石能基本充滿采空區。泥質頁巖，再生頂板等屬于這類頂板。2、中等穩定頂板強度較高，但有大量節理裂隙，局部較完整，冒落后不能充滿采空區，一般在支護設備前移后隨即冒落。砂質頁巖，粉砂巖屬于這類頂板。3、穩定頂板難于冒落，需支架幫助切頂。4、堅硬頂板極難于冒落，采后需強制放頂，砂巖，堅硬砂質頁巖等屬于這后兩類。直接頂分類的主要指標是強度指數D，并參考直接頂初次跨落步距L1米來決定。直接頂初次跨落步距LL是指工作面推進一定距離后，直接頂冒落高度在115米以上，范圍占全工作面長度1/2以上時，初次切頂線距開切眼煤壁之間距離。強度指數D可由下式求出ZDC1式中巖石的單向抗壓強度，公斤厘米2；D節理裂隙影響系數；1C分層厚度影響系數。Z、值可查閱有關資料得到。根據D并參考直接頂類別的確定見表13。D11L表13直接頂類別1234類別指標不穩定頂板中等穩定頂板穩定頂板堅硬頂板主要指標強度指數D3031707L120120參考指標直接頂初次跨落步距L（M）S918192S25無直接頂層厚在25米以上，6D560800KGF/CM2，節理裂隙間距和分層度大于1米的整體巖層。2、老頂分級老頂位于直接頂之上，頂板分級主要由直接頂厚度H與采高H之比值N來決定，再參考老頂初次來壓步距L2，N的意義是指冒落帶充滿采空區的程度，L2是指工作面初次切頂線到開切眼煤壁之間老頂懸露的長度。老頂周期來壓的強弱，對確定支架的噸位即支護強度有決定性影響，N越大L2越小，說明老頂周期來壓不明顯，作用在支架上的載荷小而穩定，支架的支護強度不需要很大，相反，N越小，L2越大，老頂周期來壓就越強烈，作用在支架上的載荷就越大且有沖擊，支架的支護強度就要求比較高。根據N和L2值老頂被分為四級。見表14。表14老頂分級級別周期來壓不明顯明顯強烈極強烈指標N350350MN03LL2550MN50M三、液壓支架的選型液壓支的選型，包括選擇支架的架型，支架的結構參數和支架強度的確定。1、架型的選擇液壓支架根據對頂板的支護方式和結構特點不同，可分為支撐式、掩護式、支撐掩護式三種基本型式。支撐式支架頂粱長，立柱多，且垂直支撐，工作阻力大，切頂能力強通風斷面大，后部有簡單的擋矸裝置，架間不撐緊，對頂板不密封，它適用于穩定或堅硬以上直接頂和周期來壓明顯或強烈的老頂條件。掩護式支架有寬大的掩護梁可擋住采空區冒落的矸石，它的頂梁較短，支柱少且傾斜支撐，架間密封，支架工作阻力較小，切頂能力差，但由于頂粱較短控頂面積小，支護強度不一定小，它適用于不穩定和中等穩定直接頂條件。支撐掩護式支架兼有支撐式和掩護式支架結構特點，頂梁較長，立柱較多，呈垂直或傾角較小傾斜支撐，故工作阻力大，切頂能力強，具有掩護梁架間密封，擋矸掩護性能好。它適用穩定以下各類頂板，有取代支撐式支架的趨勢，但它的結構復雜，重量較大，價錢較高。當工作面直接頂類別，老頂級別已確定經過分析論證后，可按表15選擇支架型式。表15適應不同類級頂板的架型及支護強度老頂級別直接頂類別12312312344架型掩護式掩護式支撐式掩護式掩護式支撐掩護式支撐式支撐掩護式支撐掩護式掩護式支撐掩護式掩護式支撐掩護式采高25M支撐掩護式支架支護強度噸/米2采高米112343035254535554513301335251345351355451630163516451655230235245255結合深孔爆破，軟化頂板等措施處理采空區使用表15時，還應注意下列因素1）、煤層厚度大于25米，頂板有側向推力時，一般不宜采用支撐式支架，煤層厚度在2528米以上時，應選用帶護幫裝置的掩護式或支撐掩護式支架，煤層厚度變化大時應采用調高范圍大的雙伸縮支柱。2）、煤層傾角在1015支撐式支架取下限，掩護式取上限以上時，支架應有可靠的防滑防倒裝置）。3）、底板強度、支架對底板比壓應小于底板巖石允許抗壓強度。4）、瓦斯含量，瓦斯涌出量大的工作面，應優先選用通風斷面大的支撐式或支撐掩護式支架。5、地質構造、斷層發育、煤層厚度變化大，頂板允許暴露時間和面積分別為20分鐘以下和58M2時，暫不宜采用綜采設備。6、設備成本，能同時允許選用不同架型時，應優先選用價格便宜的支架。另外，表24中的支護強度是指單位面積上的支撐力大小，括號內數字是掩護式支護強度；但允許有5的波動范圍13，16，2分別為、級老頂和1級老頂的增壓倍數，級老頂由于地質條件變化較大，只給出最低限2，具體數字應根據實際情況確定，單體液壓支柱的支護密度，可用表中的支護強度除以工作阻力計算。表中采高系最大采高，具體采高下的支護強度可用插值法計算。2、液壓支架結構參數的確定液壓支架的結構參數，主要指液壓支架的結構高度，液壓支架的結構高度，應能適應采高的要求。它根據煤層厚度或采高和采區范國內地質條件的變化等因素來確定。其選擇的原則是在最大采高時，液壓支架應能“頂得住”，在最小采高時，支架能“過得去”。支架最大結構高度和最小結構高度，具體由下面經驗公式計算MAXHMINH30232（M）HMAX180150101145MCBSHINI式中，煤層最大厚度和最小厚度，M（已知）；AXHIN考慮偽頂，煤皮冒落后，支架仍有可靠初撐力所需要的支撐高度的補償量；中厚煤層可取200MM，厚煤層可取300MM；薄煤層適當減小；頂板最大下沉量（一般取支架后排立柱處頂板的下沉量，可借鑒鄰近S工作面的觀測資料選取，若無這方面資料，可按100200MM選取，I級老頂取大值，級老頂取小值；支架卸載前移時，立柱伸縮余量，煤層厚度大于12M時，取B80100MM；支架頂粱上存留的浮煤和碎矸石厚度，一般取50100MM。C3、支架支護強度的確定支架支護強度支架單位支護面積上的支撐力。它是衡量液壓支架性能的一個重Q要參數，可由下列方法確定；1按經驗公式估算552T/M2328KHR式中作用于支架上的頂板巖石厚度系數，日本取5，蘇聯取69；英國取K57；我國中厚煤層取68；最大采高，M；H巖石容重，一般取23T/M3。R2直接查表選取根據頂板條件和煤層厚度，直接由表24中查取。根據頂板條件和煤層厚度選取支架支撐掩護式滿足工作面支護強度。4、選擇液壓支架型號由上面計算出的支架最大和最小結構高度和支護強度的數值，從液壓支架產品目錄中選擇合適液壓支架的型號，并列出支架規格和主要技術參數表（表16）。支撐掩護式支架具有支撐效率高，切頂能力強，支架穩定性好的特點。采用分體頂梁鉸接前梁形式，切頂效果好，便于運輸。采用前后雙連桿形式，可減少支架重量改善底板比壓的平均分布和前端比壓。表16支架規格和主要技術參數表型號名稱ZF3800/16/32型支撐掩護式液壓支架參數主要技術高度M中心距M寬度M初撐力KN工作阻力支護強度底板比壓前泵站壓力整體運輸尺寸適應傾角操縱方式重量TKNMPA端MPAMPAMM參數16321514115831363236360041180700720451962552501410170030本架控制13第四節工作面可彎曲刮板輸送機、轉載機、破碎機一、刮板機的選擇由于煤層厚度僅為30米,采用綜采一次采全高,所以只選取前部刮板機。根據畢業設計指導書附表211表中可直接查出工作面配套設備的型號為SGD630/180PB型刮板輸送機。其技術特征如下設計長度200M出廠長度150M輸送能力QC400噸/小時刮板鏈速度092M/S電機功率290KW鏈條形式中雙鏈1、對所選刮板輸送機的驗算運輸能力刮板輸送機的運輸能力為Q36FV式中F運行物料的斷面積M2物料的散碎密度KG/M3裝滿系數，按表11查出下運時取091V刮板鏈速度由于該工作面年產115萬噸，平均每班生產原煤869噸，所以不需要加擋煤板，因此F1/2HB094M2按裝滿為矩形估算物料的散碎密度按我礦的值取為132/15088所以Q36FV360940881092274KG/S986噸/小時由于QQC，所以輸送機滿足運輸要求。2、運行阻力計算重段直線段的總阻力W（QQ）LGCOSQQLGSINZH111式中Q中部槽單位長度貨載質量KG/MQQ/36V831/3657405KGCQ刮板鏈單位長度質量，由SGD630/180PB型刮板輸送機技術參數查得1Q57KG/M10704由礦山機械表255查得18為已知ML0故WQQLGCOSQQLGSINZH11405075704711010COS1824543N空段直線段的總阻力WIQLGCOS18SIOD18SIN18432278N1總的運行阻力W12WW81325N0ZHK3、刮板鏈張力的計算判斷最小張力點的位置，對雙機頭驅動，最小張力點的位置用下面方法判斷若06W04W154T/H，滿足要求。HTQ/214908531906按照煤的最大粒度較核膠帶寬度MDB22MAX式中DMAX煤的最大粒度，MM。由此可以看出，帶式輸送機的帶速、帶寬能滿足輸送能力的要求。3、驅動力和所需傳動功率計算驅動圓周力FUCFHFS1FS2FST式中C1064；附加阻力系數；FHFLGQROQRU2QBQGCOS；輸送機的主要阻力；QRO，承載分支托輥每米長旋轉部分質量；MKGANORO/320183QRU，回程分支托輥每米長旋轉部分質量；UR/65F模擬摩擦系數，F003；L輸送機水平長度，L1430M；H物料提升高度，H100M。輸送機在運行方向的傾斜角；05。G重力加速度；G981M/S2暫定膠帶為PVG2500S整芯難燃型膠帶，其中QB264KG/M，每米長輸送帶的質量；QG，每米長輸送物料的質量；MKGVQ/821053623輸送帶速度；315M/S；經計算，FH77887N。FS1FFGL；主要特種阻力；FC0LNQBQGGCOSCOS；托輥前傾的摩擦阻力；C槽形系數；C0430托輥和輸送帶間的摩擦系數；003LN裝有前傾托輥的輸送機長度；LN1430M托輥前傾角度；130其它符號同前。經計算，F5766NFGL；導料槽欄板的摩擦阻力；21BGLIUV2物料與導料槽間的摩擦系數；207B1導料槽兩欄板間寬度；B1073ML導料槽欄板長度；L30MIV輸送能力；IV；SMXQ/3709623其它符號同前。經計算，FGL481NFS157664816247N。FS2AP3；輸送帶清掃器摩擦阻力；A清掃器與輸送帶接觸面積；A00120018003P清掃器與輸送帶的壓力；P10X1043清掃器與輸送帶間的摩擦系數；307經計算，FS22100N。FSTQGGH；傾斜阻力符號同前，經計算，FST103810N。驅動圓周力1064X7788762472100103810195029N195KN。傳動功率計算傳動滾筒軸功率PA。KWVFU256144、輸送機膠帶張力的計算在進行膠帶張力計算時，暫不考慮儲帶裝置帶來的阻力、特種阻力和附加特種阻力。計算簡圖見圖411。輸送機正常運行，必須滿足以下兩個條件1）滿足輸送帶下垂度要求為了限制輸送帶在兩組承載托輥間的下垂度，作用在輸送帶上任意一點的張力必須大于最小張力FMIN。承載分支KNAHGQGBO519/8MXMIN回程分支FBU7/AXIN（H/A）MAX輸送帶許用的最大垂度，（H/A）MAX001；其它符號同前。2）輸送帶不打滑輸送帶不打滑條件為F2S1MIN1MAXUE式中FUMAXKAFU15X1952925KN；本輸送機采用雙滾筒驅動，功率配比11，1、2分別為驅動滾筒的圍包角，1180，2210；為輸送帶與傳動滾筒的摩擦系數，030。EUEU1XEU23X256768則F2S1MIN4379KN各特性點張力計算S14379KNS2104XS14554KNS3S2FLGQRUQBQBHG3333KNS4104S33466KNS5S4FLGQROQBQGCOSQBHGFSTFS12348KN輸送帶最大張力為FMAXFUS12388KN根據以上計算可知，輸送機膠帶的最大張力SMAX2388KN。膠帶的安全系數N1256，所以選用PVG2500S整芯難燃型膠帶滿足設計要求。5、電機功率的計算及驅動裝置選型電機功率計算PMPA/7678KW。選用電機型號YB450S34，400KW，兩臺，驅動方式采用雙滾筒驅動。該帶式輸送機輸送距離長，提升高度高、輸送量大、功率大，其驅動裝置必須采用軟啟動，消除硬啟動的危險，使帶式輸送機具有良好的啟動技術性能，保證生產的正常運行。經方案比選后，設計選用進口的CST可控啟動驅動系統，提高本膠帶輸送機的運行可靠性。CST型號為630KS，速比為315，共兩臺。因此1煤工作面可伸縮帶式輸送機的型號為SSJ1200/2X400，儲帶長度為120M。拉緊裝置選用SZL型可伸縮帶式輸送機液壓自動拉緊裝置，型號為SZL1200/130，液壓泵站電機功率為4KW，慢速絞車功率為55KW。工作面運輸順槽帶式輸送機基本參數詳見表21。表21工作面運輸順槽帶式輸送機基本參數表型號輸送能力T/H帶寬MM帶強N/MM帶速M/S設計長度M順槽傾角裝機功率KW供電電壓V驅動裝置臺數SSJ1200/2400120012002500315143005400X210KVCST630KS1臺第二節采區順槽運輸機械的選擇設計對炮采工作面的順槽運輸，一般采用多臺刮板輸送機串聯運輸，若產量較大且順槽巷道較直時，可采用繩架吊掛式帶式輸送機，但需要配一臺轉載機或一臺轉載機和一臺可伸縮帶式輸送機。刮板輸送機選型計算與第一節同，對綜采工作面的順槽運輸，一般采用轉載機、可伸縮帶式輸送機和繩架吊掛式帶式輸送機。一、轉載機的選擇選擇轉載機時，要注意與工作面刮板輸送機的配套要求。即轉載機的運輸能力要稍大于工作面刮板輸機的運輸能力；順槽轉載機的機尾與工作面輸送機的連接處要配套；順槽轉載機的零部件與工作面刮板輸送機的零部件應盡可能通用。在選擇轉載機時，只要滿足上述要求，可不作驗算。二、帶式輸送機的選型計算帶式輸送機選型計算時，所需的原始資料有帶式輸送機的鋪設長度L，M；帶式輸送機的鋪設傾角，順槽的運輸生產率Q，T/H；物料的散碎密度，KG/M3，物料中最大塊度的長尺寸AMAX，MM；物料的動堆積角。知道上述資料后，首先按表21至表26選擇帶式輸送機，然后按下述步驟進行計算。1、牽引力計算1）運輸最大件FDJGDJGPG0002COSMAXSINMAXQRL式中GDJ最大牽引重量，GDJ20000KGGP平板車質量，GP2000KG；G0梭車自重，G01800KG；MAX運行線路最大坡度，MAX6；鋼絲繩阻力系數，025；QR單位長度鋼絲繩的重量，QR178KG/M；L運輸距離，L1500M；則F2000020001800002COS6SIN602514794829835848N2）運輸人員FRGRCGRG0002COSMAXSINMAXQRL式中GRC人車質量，GRC2630KG；GR載人質量，GR21575KG；其它參數同上。FR22630215751800002COS6SIN602514794829818180N3）運輸物料FWGGZG0002COSMAXSINMAXQRL式中G一次運送物料質量，G42700KG；GZ礦車質量，GZ4980KG；其它參數同上。FW4270049801800002COS6SIN602514794829826971N從牽引力計算結果看，絞車牽引力不得低于37288N，考慮到1煤后期軌道運輸巷可達1500M左右，所以在此巷道需配置一套SQ1200/75型順槽連續牽引車。2、功率驗算412KW108534DJJDVFN式中085為絞車傳動效率，VDJ10M/S為梭車牽引支架速度。功率備用系數K75/N75/41217811。539KW10857269FWVN式中085為絞車傳動效率，V17M/S為梭車牽引人車和其它車輛的速度。功率備用系數K75/N75/53913911，滿足使用要求。3、鋼絲繩強度驗算運送人員時通過鋼絲繩最大牽引力和初張力，可根據下式驗算鋼絲繩強度898891325MAXSCQZ式中M鋼絲繩安全系數；QZ鋼絲繩破斷拉力總和，KN；SMAX鋼絲繩最大牽引力，KN；SC鋼絲繩張力初選值，KN運送人員時鋼絲繩許用安全系數為N650001LE6500019485552但不能小于6。式中，LE由絞車至尾輪的鋼絲繩長度，LE948M；N6N牽引鋼絲繩強度合格。運送支架時通過鋼絲繩最大牽引力和初張力，可根據下式驗算鋼絲繩強度558943521MAXSCQZ式中M鋼絲繩安全系數；QZ鋼絲繩破斷拉力總和，KN；SMAX鋼絲繩最大牽引力，KN；SC鋼絲繩張力初選值，KN而鋼絲繩許用安全系數（運送物料時）為N50001LE500019484052式中，LE由絞車至尾輪的鋼絲繩長度，LE948M；NN牽引鋼絲繩強度合格。4、鋼絲繩張力計算S1（E1）根據歐拉公式S4S1N式中N摩擦力備用系數，可取N1112；鋼絲繩與驅動輪間的摩擦系數，可取014（不得大于025）；鋼絲繩在驅動輪上的總圍抱角；而已知鋼絲繩最大靜張力S435848NS4N35848115則S11884NNE1115E01435215、主要技術參數絞車電機1140V，75KW牽引速度1017M/S牽引力60KN滾筒直徑1200MM鋼絲繩規格20NAT619SFC1570ZS最大儲繩量1000M適用傾角6人車外形尺寸長寬高MM4800135014686、運輸量的計算在此巷道配置2輛15人座的人車，系統運輸一趟可以分別牽引4輛礦車或牽引2輛人車，滿足運輸量要求需運輸3趟，運人1趟，運料2趟。運輸一趟的時間為948/17/6093MIN，首尾摘掛鉤時間均按10MIN考慮，共計193MIN，一個往返為386MIN，運送28人和6車材料、設備等僅需193H。第三節采區上下山運輸及輔助運輸一、采區上下山運輸1、采區上下山運輸設備的選擇對于服務于一個回采工作面的采區上下山或者運輸生產率不大的采區上下山，可以考慮采用多臺刮板輸送機串聯運輸。服務于多個回采工作面的集中上下山多采用帶式輸送機。2、采區上下山運輸機械的選型計算使用綜采的采區，在運輸順槽帶式輸送機旁鋪設軌道用25噸防爆型蓄電池式電機車，或者采用單軌吊運輸材料和設備。回風巷道一般鋪設軌道，用人力推送礦車、材料車和平板車，也可使用調度絞車。若距離長、運輸量大時，可采用25噸防爆型蓄池式電機車表31為調度絞車技術特征表。采區上下山輔助運輸可用下述設備，有極繩運輸和鋼絲繩牽引的單軌吊車等。二、有極繩運輸的基本計算1、已知條件年運量Q年045MT/年皮帶長度L480M，510運輸不平衡系數K14年工作制300天/年，16小時/天。2、計算皮帶計算小時運量QQ150T/H帶速V2M/S。帶寬B800MM傳動滾筒功率計算N0（K1LHVK2QLH000273QH）K3K4（002347272108910515047270002731508335）1151（21757734）11573KW電動機功率計算NKN0/1473/09114KW輸送帶最大張力計算按不打滑條件計算SMAXK5N0/V15373/25585KG按垂度條件計算SMAXK6K7HK8N0570112833573243322KG輸送帶安全系數計算MGXB/SMAX75080/5585107安全3、設備選型根據實際情況選擇電動機YB315M24，N160KW，一臺。減速器的選擇選擇傳動滾筒D800MM則傳動滾筒轉速N傳N傳601000V/314D4777則減速器傳動比I1500/4777314取I315皮帶運輸速度V1500314800/（601000315）2039M/S滿足要求。則該皮帶運輸機主要參數為電動機YB315SM24N160KW一臺減速器DCY355315一臺整體帶芯阻燃膠帶800SB800MML1000M第四節大巷電機車運輸選型計算一、原始資料若采區年產量120萬噸，則按東、西兩翼進行選型計算（既認為東、西兩翼各布置一個120萬噸的采區），東、西兩翼采區距井底車場的距離L12002000M。二、選擇電機車的粘著質量新建礦井的電機車枯著質量按表21選取。現有礦井增產挖潛時，一般選用與現有電機車型號相同的電機車表21電機車粘著質量選擇表礦井年產量A（萬T）架線式（T）蓄電池式（T）配套礦車（T）A607及以上8及以上1及以下A12071083三、列車組成計算列車組成計算1、運矸計算按電機車（重車上坡）的牽引力組成列車100ARBWQPN147512090348（輛）取2輛按電機車的制動能力（下坡）校核列車組成0RBEMNPF空45104118KG0RBLMWQ（重817923573KG查9礦用一般型低污染柴油機車牽引特性曲線（整車）EM14389M/SL145403M/S后期列車運行時間（一個循環）TEM257MINEMPV7506147506TL248MINLP1TEMTLT調車655MIN機車的制動能力（下坡）校核列車組成LBRRBLWQPV170524971029352375MSB1221KVA，滿足供電要求。2移動變電站向采煤機、乳化液泵、噴霧泵供電，其需用容量計算值為SB2KVAKPPIXE5127051COS式中KX需用系數，KX0406752013640EDPCOSPI加權平均功率因數，取COSPI075。選用1臺KBSGZY630/1140型移動變電站供電，其額定容量為630KVASB2512KVA，滿足供電要求。3移動變電站向工作面刮板輸送機、轉載機、破碎機等供電，其需用容量計算值為SB3KVAKPPIXE8947062COS式中KX需用系數，KX0406760824560EDPCOSPI加權平均功率因數，取COSPI070。選用1臺KSGZY1000/1140型移動變電站，其額定容量為1000KVASB2894KVA，滿足供電要求。采區上山帶式輸送機直接由中央變電所供給6000伏高壓，直接供給高壓電