1123综采工作面主要设备选型设计(正原)

目录

第一篇 综采工作面主要设备的选型„„„„

第一章 序言

第一节 概论„„„„„„„„„„„„„„„„„

第二节 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„„„„„

第二章 采煤机的选型„„„„„„„„„„„

第一节 采煤机选型„„„„„„„„„„„„„

第二节 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„„„„„„ 第二篇 采区供电系统的确定„„„„„„

第一章 概述„„„„„„„„„„„„„„„

第二章 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

开采技术发展史：

煤炭被誉为工业的粮食，做为能源的重要的一部分，在我国开采有着悠久的历史，开采技术经历了漫长的阶段。

解决初期，采用煤破落煤，人工装煤，木材支护，由于工作面运输机，运输能力有限，工作面长度大多在一百米以下，五十年代后期，采用了运输能力较大，强度较高的刮板链运输机，为改进爆破技术，实现爆破装煤创造了条件，在此之间，部分矿井使用了宽截深框形截联合式采煤机及各种截煤机。开始推广使用金属支柱，六十年代末期，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新的水平，使破煤、装煤、运煤基本上实现了机械化、

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，改善了劳动条件，尽量减少某些不必要的辅助工作量，使我国煤炭事业得到了发展。走向了世界先进水平行列。

第二节 选型设计的原始条件

1、矿井内有两层可采煤层，煤层倾角10～13o，平均倾角11o。双龙煤层厚度一般0.35～0.8m，平均厚约0.42m，煤层结构简单，由两分层及一夹矸组成，上分层煤厚0.17～0.5m，下分层煤厚0.05～0.4m，夹矸厚度0.2～1.55m，夹矸岩性为砂质泥岩或粉砂岩。为高灰(HA)、低硫(LS)、低热质(LQ)煤、煤类为无烟煤二号(WY2)。上下连煤层厚度一般0.59～0.7m，平均0.62m。为简单结构煤层，上连煤厚一般0.26～0.40m，下连煤厚0.27～0.36m，中部夹矸为砂质泥岩或粉砂岩，厚一般0.42～1.25m。为中灰(MA)、低硫(LS)、高热质(GQ)煤、煤类为无烟煤三号(WY3)。可作为火力发电用煤及一般工业锅炉用煤，该矿块煤

绝大部份为工业用煤，粉煤主要用于民用蜂窝煤。该矿历年瓦斯等级鉴定结果为高瓦斯矿井，开采煤尘无爆炸危险性，煤的自燃倾向性为Ⅲ类，属不易自燃煤层，矿井水文地质条件为中等类型。工程地质条件为简单类型，矿区环境地质类型为中等。

第二章采煤机的选型

第一节采 煤机的选型

（一）采煤方法及采煤工艺选择

本矿设计采用倾斜长壁采煤法，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

工作面采用采煤机落煤，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，部分煤炭需要人工装煤，采用刮板输送机运煤。

2、采煤工作面设备选型

（1）采煤机选型

1）采煤机选型原则

① 适合特定的煤层地质条件，采煤机采高、截深、功

率、牵引方式等主要参数选取合理，有较大的适合范围；

② 满足工作面生产能力的需要，采煤机实际生产能力要大于工作面的设计生产能力；

③ 采煤机技术性能良好，工作可靠性高，各种保护功能完善；

④ 采煤机检修、维护等方便。

2）采煤机参数的确定：

①设计投产工作面长度为150m，采煤机应具有的生产能力按下式计算：

Qh=Qy/(DTK)

式中：Qh——设备小时生产能力，t/h；

Qy——要求的单工作面年产量，150kt；

D——年工作天数，330d；

T——每日生产小时数，12h；

K——总时间利用系数，取0.4。

则 Qh =150000/(330×12×0.4)=94.7t/h

②为满足Qh所需的采煤机工作牵引速度按下式计算：

Vc=Qh/(60BHγC)

式中：Vc—采煤机割煤速度，m/min；

B—截深，由于煤层较薄取0.6m；

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0.7m；

γ—煤的视密度，1.4t/m3；

C—工作面回采率，0.97。

则Vc=94.7/(60×0.6×0.7×1.4×0.97)=2.76m/min

③采煤机的滚筒直径D

根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：根据煤层顶底板条件、瓦斯含量及生产能力等方面因素，并参考现有采煤机标准截深，确定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,采用双滚筒采煤机，

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使用经验，设计取1.9m/min；

γ—煤的密度，为1.4t/m3；

K—工作面回采率，0.97。

则Q=60×1.2×0.6×1.9×1.4×0.97

=111.5t/h

⑥采煤机装机功率P

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所有电动机功率。

a、用单齿比能耗法计算

P=QmaxHw

式中：Qmax—采煤机理论生产率，111.5t/h；

Hw—切割比耗能，取0.65kW·h/t。

则P=111.5×0.65

=72.5kW

b、根据截割阻抗选取

矿井煤层普氏系数在2～4之间，截割阻抗为2.4～

3.3kN/cm，按照《高产高效综采工作面设备选型与配套》中

装机功率推荐值，采煤机装机功率P应为65kW～130kW。

3）采煤机选型

根据上述参数计算，考虑到矿井开采技术条件的复杂性以及采煤机的通用性，并与同类矿井现有采煤机类比，工作面采用MG170/410-WD型交流电牵引采煤机，该采煤机主要技术特征详见表3-7-1、3-7-2。

4）其它设备

工作面刮板输送机能力要大于工作面采煤机生产能力的1.2倍，工作面配套刮板输送机选用SGB630/220型可弯曲刮板输送机，输送量为400t/h，设计长度190m，装机功率220kW，电压等级为1140V。

表3-7-1 MG170/410-WD型采煤机基本参数

由于煤炭较薄，没有大块煤，不配套破碎机，应配套转载机，选用SGB620/40T型刮板输送机，输送量为100t/h，设计长度100m，装机功率40kW，电压等级为1140V。

带式输运机选用DTL80/20/75X型，输送量为200t/h，设计长度655m，带宽800mm，带速2.0m/s，装机功率75kW，电压等级为660V。

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提供动力源。BRW200/31.5型乳化液泵公称压力为31.5Mpa，公称流量为200L/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、工作面顶板管理方式及支护设备选型

第二节液压支架的选型

1、支护选型

该矿1123(a)工作面及1123(b)工作面均采用ZH2000/14/19.5Z型整体顶梁组合液压支架支护顶板。主要参数见表3-1。

表3-1 ZH2000/14/19.5Z支架主要技术参数

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提供动力源。

2、顶板控制

1123(a)工作面及1123(b)工作面均采用ZH2000/14/19.5Z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，全部垮落法管理顶板。

目前矿井还没有煤层开采的矿压观测资料，工作面支护强度计算现在按8倍采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/m2。

P=N³M³γ³9.8³103

式中：P——支架单位面积上应有的工作阻力（即支护强度），Pa；

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1.59t/m3；

P=8³1.2³1.59³9.8³103＝149.6kN/m2

ZH2000/14/19.5Z型整体顶梁组合液压支架工作阻力2000kN/架，支架承载不均匀系数取0.8，支架实际承载能力P按下式计算：

P单=2000³0.8=1600kN/架

工作面支护密度

ρ=W149.6==0.094架/m2 P1600

式中：ρ— 支柱密度，根/m2；

W—支护强度，kN/m2；

P—支架实际承载能力，kN/架；

确定架距

根据工作面推进度0.6m；据此确定间距。

R=1/（Lρ）=1/（0.6³0.78）=2.14m

式中：R—间距，m；

L—推进度，m；

根据计算，确定工作面采用支架间距为1.0m，推进度0.6m。

四、工作面回采方向

采煤工作面采用后退式开采，工作面自带区边界向水平运输巷方向推进。

五、采煤工作面循环数、年推进度及工作面长度

（一）工作面循环数

回采工作面采用ZH2000/14/19.5Z型整体顶梁组合液压支架支护顶板，工作面年推进度和工作面生产能力与工作

面支架的移架速度有直接关系，设计选用双滚筒采煤机采煤，ZH2000/14/19.5Z型整体顶梁组合液压支架支护顶板，刮板输送机运煤，采煤机运行时采用双向割煤方式，斜切进刀，自开缺口，往返一次割两刀。

（1）双滚筒采煤机完整割一刀煤所需时间(T)

Td=(L-l)/Vc+t1=（150-18）/2+30=96（min）

式中：td——采煤机割一刀所需时间，min；

L——工作面长度，取150m；

l——采煤机采煤开口长度，根据采煤机型号取

l=18m；

Vc——采煤机割煤时牵引速度，取2.0m/min；

t1——斜切进刀时间(采煤机反向操作及进刀所

需时间)，取30min。

（2）采煤机日进刀数(N，根据工作面条件及设备能力)

式中：N——采煤机日进刀数，刀；

K——采煤机正常开机率，取0.80；

t——准备时间，“两班采煤，一班准备”时取10h；

td——割一刀所需时间。

根据以上计算，MG170/410-WD型交流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，一班准备，每班工作时间不超过8h，两个采煤班最多可割煤8刀，设计采面每日完成8刀，日进尺4.8m。

（3）工作面年推进度(A)

A=N×n×S×K

=8×278×0.6×0.75

=1000m

式中：A——工作面年推进度，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；

K——正规循环率，取75%。

（二）工作面年推进度及长度

工作面实行―两班采煤，一班准备‖作业方式，年工作日278d，每刀推进0.6m，日推进4.8m，正规循环率为75%，

年推进1000m。

六、采煤工作面生产能力

（一）工作面生产能力核算

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，采煤工作面生产能力根据下述公式计算：

A采＝(L1M1l1r1C1)×10-3

式中：Li––––工作面长度，上下连煤层150m。

Mi––––煤层平均厚度，上下连煤层平均厚度

0.62m；

li––––工作面年推进长，上下连煤层1000m（年工

作日278d，每天两班采煤，一班准备，每天8个循环，每个循环进度0.6m，正规循环率75%），。

ri––––煤层视密度，1.4t/m3

Ci––––工作面回采率、0.97。

A＝（150×2×0.62×1000×1.4×0.97）×10-3

＝250kt/a

由于所有掘进工作面均为半煤岩巷，考虑3％的掘进出煤，矿井移交生产时的生产能力为：

A采＝1.03³A

＝1.03³250＝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，年推进度1000m，即可满足矿井150kt/a设计生产能力的要求。

七、带区及工作面回采率

按《煤炭工业小型矿井设计规范》，本矿井煤层为薄煤层，

带区回采率不应小于85%，采煤工作面回采率不应小97%。

第三节乳化液泵的选型

乳化液泵由乳化液泵与乳化液箱组成，它为综合机械化采煤工作面或高档采煤工作面支护设备提供高压乳化液，也可以作为其它液压设备的动力源。

（一）泵站压力的确定

泵站压力必须满足立柱初撑力和千斤顶最大推力的要求，做为动力源。

Pb≥KPm

式中： Pb——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

——根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

Pm=P初/(A立η9.8)

式中P初——支架初撑力 千牛顿

P初=1682KN

A立=立柱活塞面积 厘米2

A立=π/4³d2

d——立柱活塞直径 厘米2

d=130mm=13cm

A立=π/4³(D2-d2)=3.14/4³

(1402-1302)=2100cm2

Pm=P初/(A立η9.8)=1682³103/(2100³9.8³

2.6)=31MPa

2、根据推移千斤顶算得的工作压力PM2

PM2=Pmax/(Amax³9.8)

式中Pmax——支架上最大千斤顶的推力

306KN

Amax——支架上最大千斤顶活塞的面积

厘米2

d=推移千斤顶活塞腔的直径

PM2=Pmax/(Amax³9.8)=120.8³103/（410³

9.8)=30MPa

根据计算出PM1 PM2选最大值PM=31

故 Pb≥KPm=1.01³31=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/A³10-3升/分

式中：Qb——泵站所需流量 升/分

vq——采煤机的牵引速度 米/分

A——支架的中心距 A=1.5米

k2——从泵站到泵站支架管路泄漏系数

∑Qi——一台支架全部立柱和千斤顶同时动作所需的流量

1、立柱所需的流量Q1

Q1=4³π/4³d2L1升

式中：d——立柱活塞腔直径 130MM

L1——移架时立柱活塞伸缩量 870 MM

Q1=π/4³d2L1³10-6升

=3.14/4³(1302³870³10-6)=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 45MM L2——移架时护帮千斤顶伸缩量170MM

Q2——移架时护帮千斤顶所需流量 升

Q2=2³π/4³d2L2³10-6=2³3.14/4³（452³

170³10-6） =0.5升

3、前推溜千斤顶所需的流量Q3的计算：

Q3=π/4d2L3³10-6

式中：d——前推溜千顶活塞腔直径 70MM

L3——移架时护帮千斤顶伸缩量700MM

Q3——移架时护帮千斤顶所需流量 升

Q3=π/4d2L3³10-6=3.14/4(702³700³

10-6)=2.6升

4、后推溜子千斤顶：

Q4=π/4³d2L4³10-6 升

式中：d——后推溜子活塞腔直径 70MM L4——活塞伸缩量 700MM

Q4=π/4³d2L4³10-6升

=3.14/4³(702³700³10-6)=2.6升

5、插板千斤顶：

Q5=2³π/4³d2L5³10-6 升

式中：d—插板千斤顶活塞腔直径 45MM L5——活塞伸缩量 400 MM

Q5=2³π/4³d2L5³10-6 =2³3.14/4(452³400³10)=1.2升 -6

6、尾梁千斤顶：

Q6=2³π/4³d2L6³10-6 升

式中：d—尾梁千斤顶活塞腔直径 70MM L6——活塞伸缩量 340 MM

Q6=2³π/4³d2L6³10-6 =2³3.14/4(702³340³10-6)=2.6

升

7、伸缩梁千斤顶： Q7=2³π/4³d2L7³10-6 升

式中：d—伸缩梁千斤顶活塞腔直径 45MM L7——活塞伸缩量 700 MM Q7=2³π/4³d2L7³10-6

=2³3.14/4(452³700³10-6)=2.2升 泵站所需流量：

Qb≥k2(∑Qi)vq/A³10-3升/分

=1.2³(11.5+0.5+2.6+2.6+1.2+2.6+2.2)³6/1.5 =1.2³23.2³6/1.5 =111 升/分

根据所需泵站的压力和流量,确定选BRW-200/31.5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2台SGZ630/220型（主要技术特征见表3-9-8）刮板输送机。在采煤工作面运输巷安设SGB620/40T型（主要技术特征见表3-9-9）刮板输送机。

表3-9-8 刮板输送机的主要技术特征

表3-9-9 刮板输送机的主要技术特征

根据工作面地质条件，采煤机的生产能力和 煤机的配套情况，初选为SGZ-630/220两套前、后用刮板运输机。

输送能力 600吨/小时 出厂长度 200米 刮板链速 0.937米/秒 刮板链型式 双边 圆环链规格 24³86 电机功率 2³110 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、运输生产能力的校验

（1）、F=1/2³（430³770）=16550mm2 （2）、输送机上单位长度货载重 q=1000FΨγ

(3)、刮板输送机的小时运输能力Q Ｑ＝ 3600FΨγV

式中：F——货载最大横断面积（米2） Ψ——货载的装满系数，一般取0.65~0.9 γ——货载的散集容重（吨/米2）取0.85~1.0 V——刮板链运行速度 米/秒 Ｑ＝2³ 3600FΨγV

=3600³0.16555³0.8³0.9³0.937 =804吨＞689吨/小时 刮板输送机运行阻力计算:

Wzh=ql(WcosB±sinB)+q0l(w1cosB±sinB) =(qw+q0w1)lcosB±(q+q0)lsinB

式中l——刮板输送机铺设长度 M B——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——刮板链在上部溜槽中移动阻力系数 W——刮板链在下部溜槽中移动阻力系数 q=Q/3600V

=600³1000/3600³0.937=177.87公斤/米 Wzh=ql(WcosB±sinB)+q0l(w1cosB±sinB) =(qw+q0w1)lcosB±(q+q0)lsinB

=(177.87³0.7＋52.08³0.3)180cos13°－(177.87＋52.08)180sin13° =15296.3公斤 (2)刮板输送机空段运行阻力 W1k=q0l(w2cosB±sinB)

=52.08³180(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)

=24363.35³0.937/(102³0.82)=272.93KW 式中:W0——刮板输送机的牵引力 公斤

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=1.1³2q0lW1cosBV/(102η)

=1.1³2³52.08³180³0.3cos13°0.937/(102³0.82) =67.53KW

式中:q0——刮板链单位长度重量公斤/米 l——刮板输送机铺设长度 M B——刮板输送机安装倾角° V——牵引机构运行速度 米/秒

³

η——传动装置的效率 取0.8~0.83 （3）、电动机等效功率 Nd≈0.6N2max＋NmaxNmin＋ N2min =187.33KW

式中：Nmax——刮板输送机满负荷时电动机最大功率

min

N——刮板输送机空载时电动机的最小功率

（4）校验电动机容量 N0=1.15Nd

=1.15³187.33=215KW＜220KW 此运输机功率满足要求 各张力点计算及板链强度

取主动轮上的分离点为最小张力点 一般刮板链输送机每条链子的最小张力点 S小=400~600公斤 取500公斤 S2=S小+W1K=500+4839.06=5339.06公斤 S3=1.06S2=1.06³5339.06=5659.40公斤 刮板链强度的计算 K=2Spλ/(1.2Smax)≥3.5

=2³7.2³0.65³1000/(1.2³20955.70) =3.72＞3.5

式中:Smax——刮板链最大静张力 KN Sp——一条刮板链的破断拉力

K——动张力系数 取1.1~1.2

λ——双链负荷分配不均系数 ，对于模锻链取0.65 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伤害。

四．刮板输送机防治措施

1、输送机与巷帮支护的距离不得小于0.5m；输送机机头与机尾处与巷帮支护的距离应满足设备检查和维修的需要，并不得小于0.7m。

2、刮板输送机的橡套电缆必须严加保护，避免水淋、撞击、挤压和跑崩。每班必须进行检查，发现损伤，

及时处理。

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、刮板输送机必须安设能发出停止和启动信号的装置，发出信号点的间距不得超过15m。

8、刮板输送机严禁乘人。用刮板输送机运送物料时，必须有防止顶人和顶倒支架的安全措施。

五． 刮板运输机安全措施

回采工作面、工作面机巷选用刮板输送机运输，采取如下安全措施：

1、刮板运输机司机必须经过培训考试合格，取得合格证的固定人员担任，持证上岗。

2、发现巷道及工作地点顶板支护危及安全时，应立即向矿调度室汇报，处理后方可运行刮板运输机。

3、刮板运输机安装要达到“三平”、“三直”、“一稳”

的要求。

4、刮板螺丝齐全，链条松紧适宜，机头搭接合理，挡煤板、过桥齐全，信号灵敏可靠。

5、采煤工作面刮板输送机必须安设能发出停止和启动信号的装置，发出信号的间距不得超过15m。

6、刮板运输机的液力偶合器，必须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。易熔合金塞必须符合标准，并设专人检查、清除塞内污物，严禁用不标准的物品代替。

7、刮板运输机的液压装置，必须完整可靠。

8、停机检查或维修时，必须切断电源将开关闭锁，严禁带电作业。

9、及时处理机头和机尾的浮煤和矸。

10、开动刮板输送机前，必须对刮板输送机进行全面检查，发现缺件、隐患及时处理后方可开车。

11、启动刮板机时，应注意刮板机内有无行人、大块物料，并发出信号使人员离开，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，应经常检查及时紧链，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，必须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，必须有防止冒顶、顶伤人员和损坏设备的安全措施。

19、必须打牢刮板输送机的机头、机尾锚固支柱。

20、输送机与巷帮支护的距离不得小于0.5m；输送机机头的机尾处与巷帮支护的距离应满足设备检查和维修的需要，并不得小于0.7m。

第四章 胶带运输设备

1、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DTL80/40/2³75型带式输送机

对煤炭进行运输，其技术参数详见表9-2-1。

表9-2-1 DTL80/40/2³40型带式输送机技术参数

2、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） 按运输量验算输送带宽度

B'≥A

KγυC=200=293mm 363⨯1⨯2⨯0.94

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，γ＝1t/m3；

υ——输送带的运行速度，查表取υ＝2.0m/s；

Cst——输送机的倾角系数，取Cst＝0.94。

经计算B†＝293mm

（2）按货载块度计算输送带宽度

B‡≥2αma＋200

式中：αma——煤的最大块度，200mm；

B‡——输送带计算宽度，mm。

经计算B‡＝600mm

根据以上计算，选用ST/S1250型煤矿用钢丝绳芯阻燃输送带，宽度800mm，输送带质量qd＝19.76kg/m。

（3）传动滚筒圆周力计算

Fu=CfLg[qRO+qRU+(2qB+qG) Cosδ]+qGHg +FS1+FS2=47860N

式中：Fu——圆周驱动力 N ；

C——附加阻力系数，取C=1.2

f——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；

qRO——承载分支托辊每米长旋转部分质量，

qRO=10.59k/m；

qRU——回载分支托辊每米长旋转部分质量，

qRU=2.91kg/m；

qB——每米长输送带的质量，qB=19.76kg/m；

qG——每米长输送物料的质量，qG=27.78kg/m；

δ——输送机的倾角，δ=11°；

FS1+FS2——特种主要阻力和特种附加阻力，

FS1+FS2=1920N。

（4）功率计算

传动滚筒所需总轴功率：

PA=Fu²V=96kW

式中：V——输送机带速，V=2.0m/s 。

输送机采用单滚筒驱动，驱动单元的轴功率为PA=96kW。

驱动单元电动机所需功率：

PM=KPA/η=136kW

式中：K——备用系数，K=1.2；

η——传动效率，η=0.85。

根据上述计算驱动单元电动机选用2³75kW电机，YB2-280S-4（N=75kW，U=660V，n=1490r/min，ηd=0.93，

λ=2.2）。

（5）安全系数校验

通过逐点张力计算法计算，在满足输送带下垂度和传动滚筒工作时不打滑条件下（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：

n=σ²B/Fmax=12.79

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）运输能力计算：

Q=KB2VγCst＝363³0.82³2³1³0.94＝436(t/h)

式中：Q——皮带运输能力，t/h；

K——断面系数，取363；

B——带宽，0.8m；

V——带速，2.0 m/s；

γ——货载的散集密度，γ＝1t/m3；

Cst——倾角系数，取0.94。

（7）设备型号确定

经以上计算，工作面运输机巷安设DTL80/40/2³75型带式输送机，配套电机功率75kW。

3. 运行参数

1、工作面运输机巷胶带输送机

1）工作制度：每年工作330天、三八工作制；

2）带速：2.0m/s；

3）运量：

Q=KB2VγCst＝363³0.82³2³1³0.94＝436(t/h)

式中：Q——皮带运输能力，t/h；

K——断面系数，取363；

B——带宽，0.8m；

V——带速，2.0 m/s；

γ——货载的散集密度，γ＝1t/m3；

Cst——倾角系数，取0.94。

经验算，所选带式输送机满足煤炭运输要求。

4）合理性、安全性分析

（1）带宽：B‡≥2αma＋200＝600(mm)， 符合要求。

（2）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。在机头和机尾必须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。

（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。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护的距离应满足设备检查和维修的需要，并不得小于0.7m。

3.1 带式输送机供电及传动

工作面运输机巷胶带输送机电源来自带区变电所，胶带输送机采用配套软起动器进行控制。胶带输送机采用单滚筒驱动。

3.2.带式输送机的电气保护

1、胶带输送机配置ZJZ-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行监控。

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。

3.3 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须符合有关规定。

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。在机头和机尾必须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。

6、胶带输送机配置ZJZ-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、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行监控。

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。

10、输送机与巷帮支护的距离不得小于0.5m；输送机机头的机尾处与巷帮支护的距离应满足设备检查和维修的需要，并不得小于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型防爆特殊型蓄电池电机车2台运输。CTY5/6G型防爆特殊型蓄电池机车技术参数见表9-3-1。

表5-1-1 CTY5/6G型防爆特殊型蓄电池电机车技

术参数

5.2 充电设备

矿井在地面主井工业场地设置充电变流室一个，选用CKF-200/290型可控硅充电机3台。

5.3 矿车

矿井需MGC1.1-6A型标准固定车箱式矿车136辆，MC1-6A型材料车14辆，MP1-6A型平板车8辆, MPC10-6型

平板车20辆，PRC12-6/3型平巷人车7辆。矿车规格特征表见9-3-2。

表5-3-1 矿车规格特征表

5.3.1 运行参数

1、矿井生产能力：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。

载人选用PRC12-6/6型平巷人车,人车自重1460kg。 5、工作制度：矿井年工作330天，每天运输时间为15h。 6、煤的松散容重：1t/m；矸石容重：1.8t/m。

3

3

7、机车的牵引能力

1）按粘着力条件来确定机车的牵引矿车数：

gψqP

n1=(-1)

G+Go(ωzh+ip)g+1.075a

n1=

59.8⨯0.24

(-1)=33

0.592+1.0(0.0135+0.003)9.8+1.075⨯0.04

式中：n1——牵引矿车数，辆；

P——机车质量，5t； G——矿车质量，0.592t； G0——矿车装载量，1.0t；

ψq——起动时的粘着系数，撒砂起动时取ψ

=0.24；

ω

=0.0135；

ip——轨道平均坡度，ip =0.003； g——重力加速度，取g =9.8m/s2；

a——列车起动时的加速度，取a =0.04m/s2。 经计算n1=33辆。

根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MGC1.1-6A型固定车箱式矿车组成；矸车串车由

zh

——重列车起动时的阻力系数，取ωzh

16辆MGC1.1-6A型固定车箱式矿车组成；运人串车由PRC12-6/6型平巷人车5辆组成。

2）机车电机过热能力校核

（1）蓄电池机车牵引空车时的牵引力 Fk＝1000(P+nGo)g(ωk+ip)/2

Fk＝1000（5+25³0.592）³9.8³（0.011+0.003）/2＝1358N

（2）蓄电池机车牵引重车时的牵引力 Fzh=1000[P+n(G+Go)]g(ωy-ip)/2

Fzh＝1000（5+25³1.592）³9.8³（0.009－0.003）/2

＝1317N

（3）根据蓄电池机车牵引电机的特性曲线得 Iz=44.87A Vz=10.17km/h Ik=46.08A Vk=10.06km/h （4）列车的运行时间

tk=

80⨯L

、tz=80⨯L、T=tk+tz+θ VkVz

=

80⨯1.8

=14.31min 10.06

空车运行时间：tk

重车运行时间：tz

=

80⨯1.8

=14.16min 10.17

列车循环时间：T=14.31+14.16+25=53.47min （5）均方根电流

t⨯Ik+tz⨯Iz

Ij=1.k

T

2

2

14.31⨯46.082+14.16⨯44.872

Ij=1.=41.48A

53.47

根据上述计算，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）机车制动能力校核 （1）煤车制动能力：

0.04147⨯10.172LT==17.5m＜40m

5⨯9.8⨯0.17

+(0.009-0.003)9.8

5+25(1.0+0.592)

（2）人车制动能力

0.04147⨯10.62

LT==6m＜20m

5⨯9.8⨯0.17

+(0.009-0.003)9.8

5+5(0.146+12⨯0.075)

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

Z1=

KA1.25⨯227.3

==11.4nG25⨯1

每班运煤次数取12次。 （2）每班运矸次数

Z2=

KA1.25⨯23

==1.8nG16⨯1

每班运矸次数取2次。 （3）每班运人次数 Z3＝1

每班运人次数取1次。 （3）每台机车往返次数

Z4=

60Tb60⨯7.5

==8.41 T53.47

每台机车往返次数取8次。 （4）机车运行台数确定 Z1+Z2+Z312+2+1Z===1.9

Z48

经以上计算，+838m运输石门和岩石运输平巷需CTY5/6G型防爆特殊型蓄电池电机车2台运输。同时矿井需备用1台防爆特殊型蓄电池电机车。

5.3.2 机车合理、安全性分析

设计选用具有煤矿矿用产品安全标志的CTY5/6G型防

爆特殊型蓄电池电机车，运煤、运矸选用MGC1.1-6A型固定车箱式矿车。串车由20辆煤车或13辆矸车组成。经验算：牵引煤串车时制动距离小于40m，牵引人车时制动距离小于20m，符合《煤矿安全规程》第351条之规定。每台机车均配置便携式甲烷检测报警仪。故设计选型是合理的、安全是有保障的。

5.3.3 机车运输事故分析

机车运输主要故事有碰头、撞车事故、出轨事故、超速等。碰头、撞车事故。可能由机车制动装置发生故障、同一区段轨道上行驶非机动车辆、照明不足等因素引起。出轨事故可能因曲线半径不合理、铺轨质量差、磨损严重等原因所致。

5.3.4 防范机车运输事故的主要技术措施 1、使用机车运输时，应遵守下列规定：

1) 列车或单独机车都必须前有照明，后有红灯。 2) 正常运行时，机车必须在列车前端。

3) 同一区段轨道上，不得行驶非机动车辆。如果需要行驶时，必须经运输调度同意。

4) 巷道内应装设路标和警标。机车行近巷道口、硐室

口、弯道、道岔、坡度较大或噪声大等地段，以及前面有车辆或视线有障碍时，都必须减低速度，并发出警号。

5) 必须有用矿灯发送紧急停车信号的规定。非危险情况，任何人不得使用紧急停车信号。

6) 2台机车或2列车在同一轨道同一方向行驶时，必须保持不少于100m的距离。机车运行前必须与运输调度联系，经同意后，方可运行。

7) 列车的制动距离每年至少测定1次。运送物料时不得超过40m；运送人员时不得超过20m。

8) 在弯道或司机视线受阻的区段，应设置列车占线闭塞信号。

2、矿用防爆特殊型蓄电池电机车必须设置车载式甲烷断电仪或便携式甲烷检测报警仪。

3、运输大巷的钢轨采用22kg/m的轨型。选择标准的轨型、道岔和轨距,矿井轨道的铺设质量必须符合《井巷工程施工及验收规范》的规定。

4、机车的闸、灯、警铃、连接装置和撒砂装置，任何一项不正常或防爆部分失去防爆性能时，都不得使用该机车。定期检修矿车并经常检查，发现隐患，即时处理。各种

车辆的两端必须装置碰头，每端的突出长度不得小于100mm。

5、选取合理转弯半径，加强铺轨质量管理，即时维修好线路。

6、主要运输巷道内应设有防爆照明灯具。

7、司机离开座位时，必须切断电动机电源，将控制手把取下，扳紧车闸，但不得关闭车灯。

8、机车行近巷道口、硐室口、弯道、道岔、坡度较大或噪声大等地段，以及前面有车辆或视线有障碍时，都必须减低速度，并发出警号。

9、运输大巷的一侧，从巷道道碴面起1.6m的高度内，必须留有宽0.8m以上的人行道，管道吊挂高度不得低于1.8m；巷道另一侧的宽度不得小于0.3m。

10、本矿机车运输巷道所设计断面满足行人要求，故不另行设置躲避硐。

11、严禁使用固定车厢式矿车、翻转式厢式矿车、底卸式矿车、材料车和平板车等运送人员。

12、用人车运送人员时，应遵守下列规定：

1）每班发车前，应检查各车的连接装置、轮轴和车闸

等。

2）严禁同时运送有爆炸性的、易燃性的或腐蚀性的物品，或附挂物料车。

3）列车行驶速度不得超过4m/s。

4）人员上下车地点应有照明，架空线必须安设分段开关或自动停送电开关，人员上下车时必须切断该区段架空线电源。

5）双轨巷道乘车场必须设信号区间闭锁，人员上下车时，严禁其他车辆进入乘车场。

13、乘车人员必须遵守下列规定：

1）听从司机及乘务人员的指挥，开车前必须关上车门或挂上防护链。

2）人体及所携带的工具和零件严禁露出车外。 3）列车行驶中和尚未停稳时，严禁上、下车和在车内站立。

4）严禁在机车上或任何2车箱之间搭乘。 5）严禁超员乘坐。

6）车辆掉道时，必须立即向司机发出停车信号。严禁扒车、跳车和坐矿车。厢式矿车、翻转式厢式矿车、底卸式矿车、材料车和平板车等运送人员。