目 录

第一章 综采工作面配套设备选型设计

1.1机械化采煤工作面类型的确定与论证

1.2液压支架的选型

1.2.1影响液压支架选型的因素

1.2.2液压支架的选型

1.3单体液压支柱工作高度，支护强度及型式的选择

1.3.1支柱最大工作高度Hmax及最小工作高度Hmin的计算

1.3.2单体液压支柱的工作阻力及支护密度

1.3.3单体液压支柱型式及铰接顶梁的选择

1.4滚筒采煤机的选择

1.4.1采煤机性能参数的计算与决定

1.4.2初选采煤机及其配套设备

1.4.3初选采煤机主要技术参数的校核

1.5采煤机、支护设备、输送机配套关系图

第二章 井下煤流运输系统各运输点的设备选型设计

2.1回采工作面运输机械的选择设计

2.1.1原始资料

2.1.2刮板输送机的确定

2.2采区运输顺槽运输机械的选择设计

2.2.1转载机的选择

2.2.1带式输送机的选型计算

2.3采区上山运输及辅助运输设计

2.3.1采区上山运输设备选型

2.3.2采区上山辅助运输选择

2.4大巷电机车运输选型

2.4.1设计原始资料

2.4.2列车组成计算

第三章 矿井提升设备选型设计

3.1原始资料

3.2提升容器选型

3.2.1提升方式选择

3.2.2提升容器的选择

3.3提升钢丝绳选择

3.3.1钢丝绳绳端荷重

3.3.2钢丝绳绳安全系数校验

3.4提升机的选择

3.4.1提升机滚筒直径

3.4.2钢丝绳作用在滚筒上的最大静张力及最大静张力差

3.5提升系统

3.5.1天轮直径Dt

3.5.2井架高度Hj

3.5.3提升机滚筒中心到提升中心线间的水平距离Ls

3.5.4提升钢丝绳弦长Lx

3.5.5钢丝绳外偏角α1和内偏角α2

3.5.6钢丝绳的仰角

3.5.7电动机预选

3.5.8变位质量计算

3.5.9提升速度图的计算:

3.5.10提升设备的动力学计算:

3.5.11电动机功率校核

第四章 矿井排水、通风、压气等系统的选型设计

4.1排水设备选型

4.1.1已知条件

4.1.2排水系统

4.1.3排水管路及布置

4.1.4排水、吸水管路特性

4.1.5管路特性方程

4.2通风设备选型设计

4.2.1原始资料

4.2.2风源所必须产生的风量和负压

4.2.3利用类型特征选择离心式风机

4.2.4用类型特性曲选择轴流式通风机

4.3矿井压气设备

4.3.1原始资料

4.3.2选定空压机的型号及台数

4.3.3选择输气管网

4.3.4计算电耗：

第五章 采区供电设计

5.1概述

5.2采区变电所及配电点位置的确定

5.3采区负荷统计和计算

5.3.1采区负荷统计

5.3.2高低压电缆的选择

5.4短路电流的计算

5.4.1短路点的选择

5.4.2高压系统短路电流计算

5.4.3低压系统短路电流计算

5.5采区变电所高低压开关的选择

5.5.1采区变电所高低压开关的选择

5.6井下过流保护装置的整定计算

5.6.1采区变电所低压开关过流保护单元的选择和整定

5.6.2采区变电所低电总馈电开关保护的整定

5.6.3采区高压配电装置保护的整定

参考文献

第一章 综采工作面配套设备选型设计

1.1机械化采煤工作面类型的确定与论证

设计原始依据及条件见（表1－1）：

采 区 原 始 数 据    表1－1

设计原始数据及条件
煤层厚度(M)		截割阻抗A（牛顿/毫米）	煤层倾角(°)	顶板条件		工件面长度（M）	设计产量（万吨/年）	生产安排
Hmax	Hmin			老顶	直接顶
1.6	根据所选支架情况自定	120	8	Ⅰ级	3类	100	45	1.一年工作日按300天计算 2.实行四班工作制，三班采煤，一班准备，每天生产时间为18小时。

本煤矿煤层为中厚煤层，煤层倾角8°为缓倾斜煤层，因而该煤层地质条件较稳定，煤层厚度适中，为1.6m，井型为中型矿井，设计能力为45万吨/年，直接顶为3类稳定顶板，老顶为Ⅰ类顶板，周期来压不明显，要求工作面支护强度一般。

根据本矿工作面条件及我国目前采煤方法的类型及设备配套情况，确定为综合机械化采煤生产工艺。

1.2液压支架的选型

1.2.1影响液压支架选型的因素

影响液压支架选型的因素，主要考虑煤层顶底板稳定性，煤层厚度、倾角赋存状况及瓦斯含量等情况，其中以煤层及顶、底板稳定性影响较大。

本矿煤层厚度1.6m，倾角8°，煤层赋存条件较好。

本矿工作面煤层直接顶为3类顶板，属中等稳定顶板，强度较高，强度指数在31～70kg/cm2之间，发育大量节理裂隙，随采随落。

本矿工作面老顶为Ⅰ级顶板，周期来压不明显，对支架支护强度的要求一般。

1.2.2液压支架的选型

1.2.2.1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，它适应于稳定或坚硬以上直接顶和周期来压明显和强烈的老顶条件。

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，它使用于不稳定和中等稳定直接顶条件。

支撑掩护式支架兼有上述两种支架的结构特点，顶梁较长，立柱较多，呈垂直或倾角较小倾斜支撑，故工作阻力大，切顶能力强，具有掩护梁架间密封，挡矸掩护性能好，它使用于稳定以下各类顶板，有取代支撑式支架的趋势，但结构复杂，重量较大，价钱相对较高。

根据本工作面的直接顶类别为3类，老顶为Ⅰ级，所以可直接根据”适应不同类级顶板的架型及支护强度”直接选择。

适应不同类级顶板的架型及支护强度

根据表中给定的架型选择标准，确定本工作面的支架类型为支撑式。该类型支架技术成熟，安全性高，工作性能稳定，对不同地质条件的煤层适应性强，应用广泛。

1.2.2.2液压支架结构参数的确定

Hmax＝hmax＋a

Hmin＝hmin－S2－b－C

式中：Hmax——支架最大支护高度，m，

     Hmin——支架最小支护高度，m，

     hmax——煤层最大厚度，1.6m

     hmin——煤层最小厚度，取1.2m，

    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；中厚煤层取200mm，

    S2——顶板最大下沉量，取160mm，

    b——支架卸载前移时，立柱伸缩余量，煤层厚度大于1.2m时取

         80～100mm，本次设计取100mm，

    c——支架顶梁上存留的浮煤和碎矸石厚度，取100mm。

则：Hmax＝1.6＋0.2＝1.8m

    Hmin＝1.2－0.16-0.1-0.1=0.84m

1.2.2.3支架支护强度的确定

1、根据经验公式估算：

q＝K·H·R

式中：q——支架支护强度，t/m2,

    K——作用于支架上的顶板岩石厚度系数，我国取6～8，设计取8，

    H——最大采高，1.6m，

    R——岩石容重，一般取2.3t/m3。

则： q＝8×1.6×2.3=29.44 t/m2

2、直接查表选取

根据顶板条件及煤层厚度，直接查表可知

支架支护强度为：30 t/m2

据以上计算及查表选取，确定支架支护强度为30t/m2。

1.2.2.4选择液压支架型号

根据支架结构参数及支护强度，设计选取支架型号为ZZ3800/08/20型。

该支架技术参数如下：

支架初撑力：188.4吨力（1884kN），

支架工作阻力：38吨力（3800kN），

底板比压：6.5公斤力/厘米2（0.65MPa），

泵站工作压力：200公斤力/厘米2(20 MPa），

支护强度：14吨力/米2(1.4 MPa）。

1.3单体液压支柱工作高度，支护强度及型式的选择

1.3.1支柱最大工作高度Hmax及最小工作高度Hmin的计算

Hmax＝hmax－c

Hmin＝hmin－s－c－a

式中: Hmax——支柱最大工作高度，m，

    Hmin——支柱最小工作高度，m，

    hmax，hmin——煤层最大最小采高，分别为1.6m，1.2m，

    c——顶梁高度，80mm，

    s——最大控顶距处顶板顶板下沉量，160mm，

    a——支柱卸载高度，80mm。

则：Hmax＝1.6－0.08=1. 52（m）

    Hmin＝1.2－0.16－0.08－0.08=0.88（m）

1.3.2单体液压支柱的工作阻力及支护密度

单体液压支柱的工作阻力选取DZ-25型，即工作阻力为25kN。

单体液压支柱的支护密度确定如下：

由于工作面最大采高为1.6m，选型时按照2m采高进行选取支护强度为：

35 (吨/米2)即0.35MPa。

支护密度：35÷25=1.4（根/m2）

1.3.3单体液压支柱型式及铰接顶梁的选择

单体液压支柱的型式分为内注式及外注式。根据内注式和外注式的使用条件，本设计选用外注式单体液压支柱。外注式单体液压支柱重量相对较小，制造成本低，伸缩比大，适用于中厚煤层之中。

铰接顶梁的选择：根据采煤机截深，取0.6m，铰接顶梁的长度取截深的整数倍。

1.4滚筒采煤机的选择

1.4.1采煤机性能参数的计算与决定

1.4.1.1滚筒直径的选择

根据目前我国采煤机生产现状及使用情况，设计选用双滚筒采煤机。

双滚筒采煤机滚筒直径应大于最大采高hmax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。目前双滚筒采煤机的滚筒直径也已经系列化，所以滚筒直径的选取选取和标准直径相近的数值。

D=0.6×1.6=0.96(m)

根据计算，设计取1.15m。

1.4.1.2截深的选择

截深的选择，受煤层厚度、倾角、顶板稳定性、截割阻抗、及液压支架的推移步距影响。中厚煤层一般选取0.6m～0.8m，同时考虑到我国生产的采煤机大部分截深在0.6m左右，设计选取截深为0.6m。

1.4.1.3滚筒转速及截割速度

滚筒转速的选择，直接影响截煤比能耗、装载效果、粉尘大小等。转速过高，不仅煤尘产生量大，且循环煤增多，转载效率降低，截煤比能耗降低。根据实践经验，一般认为采煤机滚筒的转速应控制在30～50转/分较为适宜。设计取45转/分。

滚筒直径为1.15m，转速为45转/分，则可计算出截割速度为2.708米/秒。

1.4.1.4采煤机最小设计生产率

采煤机最小设计生产率与采煤机有效开动率有关。虽然综合机械化开采在我国中厚煤层一次采全高工作面的应用已经成熟，机械设备的生产加工技术也比较完善，设备可靠性也大大提高，但采煤工作面煤层潜在的变数及机械设备的检修等的各种因素均影响采煤机有效开动率，我国平均水平在40％左右。设计取正常开动率为40％。

采煤机最小设计生产率由下式计算：

式中：

    Qmin——采煤机最小设计生产率，t/h，

    W——采煤工作面的日平均产量，450000÷300=1500（t）

    0.4——采煤机有效开动率。

则：

1.4.1.5采煤机在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效率及所需电机功率，由于滚筒装煤能力，运输机生产效率，支护设备推移速度等因素的影响，采煤机在截割时的牵引速度比空调时低得多，采煤机牵引速度在零到某个值范围内变化，选择截煤机时的牵引速度，要根据下述几个方面因素，综合考虑。

1、根据采煤机最小设计生产率Qmin决定的牵引速度V1,

  m/min

式中：Qmin——采煤机最小设计生产率，156.25t/h，

      H——采煤机平均采高，1.4m，

      B——采煤机截深，0.6m

      γ——煤的容重，1.35t/m3

2、根据截齿最大切削厚度决定的牵引速度V2，

采煤机截割过程中，是滚筒以一定的转速n，同时又以一定的牵引速度V2沿工作面移动，切削厚度呈月牙规律变化，如果滚筒一条截线上安装的截齿数为m，则截齿最大的切削厚度hmax在月牙中部，可用下式求出。

 mm

上式中，m一般取3，n根据上面的计算取45转/分。一般来说，hmax应小于截齿伸出齿座长度的70％，根据国产采煤机的实际情况，取45mm。

则：             m/min

式中：h’max——截齿在齿座上伸出长度的70％，取45mm。

则：         

3、按液压支架的推移速度决定牵引速度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。

综上所述，采煤机的牵引速度取V＝3m/min

采煤机的牵引速度确定后，则采煤机的生产率Q为

Q＝60·H·B·V·γ    t/h

将上述确定的直带入公式求得采煤机的生产率为

Q＝60×1.4×0.6×3×1.35＝204.12（t/h）

1.4.1.6采煤机所需电机功率

由于采煤机在截割和装载过程中，受到很多因素的影响，所需电机功率大小，很难用理论方法精确计算，常采用类比法或比能耗法来估算。采用比能耗法估算电机功率，是根据采煤机生产率和比能耗（截割单位体积煤所消耗电功率）试验资料来确定。如果比能耗确定适当，计算值就比较合理。

本设计煤层截割阻抗为AX＝120N/mm，根据下述公式可求得采煤机截割时的比能耗

H X

式中：  HωX——煤层截割比能耗，kW·h/t，

       AX——煤层截割阻抗，120 N/mm，

       A——基准煤截割阻抗，取190 N/mm，

       HωB——基准煤比能耗，通过插入法计算知，当牵引速度为3m/min时，基准煤比能耗为0.39 kW·h/t。

则：    

由于本设计采煤机为双滚筒采煤机，所以后滚筒的截割比能耗可由下式求得。

式中：K3——后滚筒工作条件系数，根据采煤机割煤方式，取0.8。

则：        

采煤机所需电机功率为：

式中：K1——功率利用系数，采煤机用一台电机驱动，取1，

      K2——功率水平系数，查表取0.95(牵引速度调节方式为自动调节，电机最大转矩和额定转矩的比值取2.2～2.4)

则：    

由于国内采煤机的功率均以系列化，根据计算数值就近选取，设计选采煤机的功率为100kW。

1.4.1.7采煤机牵引力

根据采煤机电动机的功率，可直接查表求得采煤机的牵引力。

查表：采煤机牵引力120～200kN。

1.4.2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，初步选择采煤机型号为MG200/456-W，

采煤机主要技术参数见表1-1。

           技术指标                 表1-1   

1.4.3初选采煤机主要技术参数的校核

1.4.3.1最大采高的校核

本设计最大采高hmax为1.6m，滚筒直径D为0.85m，采煤机高度A,所需底托架高度B：

式中：A——采煤机高度，0.853m

     hmax——工作面最大采高，1.6m

     H——采煤机截割部减速箱高度，一般等于电机高度，0.6m

     L——摇臂长度，1.94m

     αmax——摇臂向上摆动最大角度60°，

     D——滚筒直径，1.15m

1.4.3.2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A，支架顶梁高度h1，过机高度h2，（顶梁与采煤机机身上平面之间的距离）三项之和，即采煤机与支护设备应能通过煤层变薄带，滚筒不割岩石。

hmin＞A＋h1＋h2

式中： h1——支架顶梁高度，0.33m

h2——过机高度，不应小于0.1～0.25m，取0.15m，

则：        hmin＞0.85＋0.033＋0.15=1.033m

工作面最小采高1.2m，选型满足最小采高的要求。

1.4.3.3卧底量校核

最大卧底量Kmax按下式计算：

Kmax＝

式中，βmax——摇臂向下摆动最大角度，17°

采煤机卧底量一般为90～300mm，最大卧底量为0.3m，满足要求。

1.4.3.4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，以便把煤及时运走，不出现堆煤现象。根据此原则，可把运输机的运输能力看成采煤机的最大生产率，此时采煤机截割的最大牵引速度为：

式中：——运输机的运输能力，800t/h

      H——平均采高，1.4m

      B——采煤机截深，0.6m

      γ——煤的实体容重，1.35t/m3

则：

设计选取得截割牵引速度为6m/min，计算值大于选取值，满足要求。

1.5采煤机、支护设备、输送机配套关系图

采煤机、输送机、支护设备均已系列化，选取设备时，应根据计算参数选择相近参数的设备。本次设计根据计算选择综采成套设备ZC5－ZY35,并根据设计的实际情况进行了适当的修改。

图1-1 采煤机、支护设备、输送机配套关系图

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