【正文】 況，取45mm。D==(m)根據計算。H本礦煤層賦存條件較好，煤層為進水平煤層，煤層厚度適中，井型為中型礦井，設計能力為75萬t/a，直接頂為2類中等穩(wěn)定頂板，老頂為Ⅲ類頂板，周期來壓強烈，要求工作面支護強度較大。由于本工作面的直接頂類別及老頂級別均以確定，所以可直接根據“適應不同類級頂板的架型及支護強度表”直接選擇。外注式單體液壓支柱重量相對較小，制造成本低，伸縮比大，適用于中厚煤層之中。采煤機最小設計生產率由下式計算：式中： Qmin——采煤機最小設計生產率，t/h， W——采煤工作面的日平均產量，750000247。 本設計煤層截割阻抗為AX＝375N/mm，根據下述公式可求得采煤機截割時的比能耗HωX式中：HωX——煤層截割比能耗，kW D——滾筒直徑， S——運輸機槽幫高度，則：A＝＋＝（m） B＝－采煤工作面最小采高hmin應大于采煤機高度A，支架頂梁高度h1，過機高度h2，（頂梁與采煤機機身上平面之間的距離）三項之和，即采煤機與支護設備應能通過煤層變薄帶，滾筒不割巖石。γL5驗算帶式輸送機的運輸能力和帶寬帶式輸送機的運輸能力用下式計算：Q＝kB2vγc=458121=式中：B——輸送帶的寬度，1m k——物料斷面系數(shù)，查表取458 v——輸送機的帶速， γ——物料松散密度， C——傾角系數(shù)，1Q＞Qc，輸送機的選擇滿足運輸?shù)囊?。輸送帶寬度驗算B≥2a+200=800mm≤1000mm (最大粒度a=300mm) 滿足運行阻力計算(1)重段直線段的運行阻力：Wzh＝（q＋qd＋）Lgcosβ（q＋qd）Lgsinβ ＝（＋＋）700cos6176。在其爬坡范圍之內。②每臺電動機的牽引力③查表確定機車實際運行速度及電流Izh＝24A，Vzh＝19km/h，Ik＝30A，Vk＝④計算一個運輸循環(huán)牽引電動機的等值電流其中tzh＝tk=Idz=＜Ich＝34A滿足溫升條件。計算得：α1=176。、臺數(shù) 及凈排水揚程高度HgQb≥＝620=744m3/hHg＝Hx＋Hp＝5+360+1=366m式中：Hx——吸水高度，取5m Hp——排水高度，取開采水平距井口的標高差再加1m。E＝式中：——水泵房輔助用電系數(shù)， ρ——礦井水密度，1020kg/m3 ηc——傳動效率，直聯(lián)傳動取1 ηd——電動機效率， ηw——電網效率， η′η″——正常、最大涌水時期水泵效率，80％ Q′Q″——正常、最大涌水時期水泵流量，531m3/h＝ n1 n′——正常、最大涌水時期水泵工作臺數(shù)，2 TB、TM——正常、最大涌水時期每臺水泵每日工作小時數(shù)，14h、 tB、tM——一年內正常、最大涌水期持續(xù)天數(shù)，320d、45d全礦年電耗為：106kWL60/8空氣機的技術特征如下：L60/8數(shù)據空氣機排氣量m3/min轉速r/min行程mm氣罐數(shù)氣罐直徑一級二級軸功率kw排氣溫度外型尺寸（長寬高）608428240158013401295303250018302390電動機型號額定功率額定轉速額定電壓TDK116/34143504286000儲氣罐容積直徑長度重力kg160049304000：依據已知條件，風動工具配備情況，可求得各管段的壓氣量及確定各管段的計算管長，按照下式選取管徑：式中：Q——各段管路的輸氣量，（m3/min） L——各段管路的選徑計算管長，（m）根據計算選擇標準管徑見下表管段實際管長（m3/min）干線或支線通過空氣量（m3/min）管長（m）標準管徑（mm）AB200干8701144 BC205干87089BD300干8701024DE150支65073DF170支67076EH200支650423EG150支650453FG170支67042FI130支67050CK200支605603KN300支63550CL150支55550LM150支55550：空壓機的實際軸功率：通常礦用空壓機的出口壓強P底于空氣機的額定壓降Pn，因此空壓機的實際軸功率也底于其額定軸功率Nn，其降底程度用系數(shù)K1表示： 式中：Nn＝ 350kw K1= (查指導書表55A)則: Nk==350=空氣機的耗電量：空壓機開動時，有時滿載，有時空載，其功率消耗不同，空的耗電量為：＝ ＝106kW②給660V系統(tǒng)供電移變的選擇：＝經過計算，660V供電系統(tǒng)變壓器選擇KSGZY－200/6/。L＝100m，故其電抗和阻抗分別為：Rt1,1＝Rt2,1=R0（1）JBD型電子保護器過流保護的整定①過電流保護整定a、過載保護。（1）JBD型電子保護器過流保護的整定①過電流保護整定a、過載保護。A，則系統(tǒng)電抗為：高壓電纜阻抗查表高壓電纜電阻、電抗值分別為R0=，X0=。工作面配電點可分為采煤和掘進兩種，在本設計中只考慮設計一個綜采設備所需要的配電。計算風壓機的出口壓力：空壓機的出口壓力，應能保證所有風動工具的壓力比其額定壓力高出一個大氣壓。Vx＝Hs＝（Hs＝＞吸水高度滿足要求?；诽嵘跫铀俣萢0的確定初加速度由下式確定a0=＝式中：v0——箕斗離開卸載曲軌時的速度， h0——箕斗離開曲軌內的行程，～設計取a0=箕斗主加速度a1的確定箕斗的主加速度由下式計算式中，F(xiàn)e——電動機的額定出力，N ＝ Ne——電動機的額定功率，570kW ηj——出動效率， λ——電動機過負荷系數(shù)， ——提升系統(tǒng)變位質量，64120kg Vm——提升機實際提升速度，按減速器允許的輸出傳動轉矩來確定主加速度。mDt＝80d＝8037=2960mmDt＝1200δ＝1200=2880mm根據計算選擇TSH型天輪。:式中：P——機車重量，7t G——礦車載重，1t G0——礦車自重， ψ——粘著系數(shù)， ω’zh——重車列車起動的阻力系數(shù)， ip——軌道的平均坡度， a——列車起動加速度，取n＝45輛查機車長時牽引力Fch = 3240N,長時速度Vch =，重車運行阻力系數(shù)Wzh=，等阻坡度ip=，調車系數(shù)a=，休止時間θ=20min。采區(qū)上山輔助運輸設備選用單軌吊運輸。根據工作面運輸順槽設備選型，采區(qū)上山運輸設備仍選擇帶式輸送機。順槽設計運輸生產率，Qc 515t/h物料的松散密度，物料中的最大塊度尺寸，300mm物料堆積角，30176。cosβ－（q＋q1）L工作面設備配套關系圖見附圖。表142 采煤機主要技術參數(shù)表型號高度（m）質量（kg）電機高度（m）減速箱高度（m）搖臂長度（m）擺角范圍（176。V，轉速為45轉/分。單體液壓支柱的支護密度確定如下：，選型時按照3m采高進行選取支護強度為：35=56(噸/米2)。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。煤層賦存條件較好。該支架技術參數(shù)如下：支架初撐力：（1884kN），支架工作阻力：400噸力（4000kN），底板比壓：（），泵站工作壓力：200公斤力/厘米2(20 MPa），支護強度：73噸力/米2( MPa）。轉速過高，不僅煤塵產生量大，且循環(huán)煤增多，轉載效率降低，截煤比能耗降低。綜上所述，采煤機的牽引速度取V＝4m/min采煤機的牽引速度確定后，則采煤機的生產率Q為Q＝60但其刮板機的運輸能力偏小，設計選取電機功率為320kW。最后一項，當向上牽引時，取正號，向下牽引時，取負號。ω＋q1轉載機的運輸能力要稍大于工作面刮板輸送機的運輸能力；順槽轉載機的機尾與工作面刮板輸送機的連接處要配套；順槽轉載機的零部件與工作面的刮板輸送機的零部件盡可能通用?！睸e〕＝輸送機主軸牽引力為F0=S4－S1＋(S4＋S1) ＝－＋(＋) ＝電動機功率：N＝考慮到15％的備用功率，電動機的容量為：=135kW通過上述計算，說明所選帶式輸送機的電機容量80kW2滿足要求?？蛰d時牽引力F0k=（2qd＋＋）Lcos6176。電機車牽引電機為兩臺ZQ－21型電動機，電動機長時電流Ich＝34A，電動機粘著重力Pn＝70kN，長時速度Vch＝。Pk = ,Qs= 87600kgm = 87600/(6000+5000+348)= 鋼絲繩選擇滿足要求。提升機與井筒相對位置圖見附圖如下：=式中：N——電動機的估算功率，kW V″m——提升機的標準速度， k——礦井阻力系數(shù)， Q——一次提升貨載重量，60000N ψ——考慮到提升系統(tǒng)運轉時，有加、減速度及鋼絲繩重力等因素影響的系數(shù)， ηj——減速器傳動效率，＝573 rpm式中：i——減速器的傳動比，20 D——滾筒直徑，3m根據以上計算，選取電動機為：JR15128/570Ne=570kW nd=738rpm V=6000V(GD2)d=5100Nm2 λ＝提升機實際提升速度：Vmax=πDgnd/60i＝738/6020=立井提升物料時，速度不得超過下式限定速度：Vmax≤=＝提升速度滿足要求。彎頭2簡縮管1共 排水管、名稱數(shù)量系數(shù)漸擴管1逆止閥1閘閥22=90176。由于在同一個工作面，鑿巖機和風鎬不可能同時使用，通常按耗氣量大的鑿巖機計算。在本設計中選擇供電設備時，盡可能采用新系列供點設備來保證用電的安全性來適應現(xiàn)代化礦井發(fā)展的需要。采區(qū)低壓電網的電壓損失，由以下部分組成：ΔＵ＝ΔＵz+ΔＵg+ΔＵB　 ＝＋＋ ＝計算電纜支線的電壓損失公式為ΔＵz＝=式中：Kf——負荷率， Pe——電動機的額定功率，340kW Lz——支線電纜的長度，300m V——電導率， Ue——額定電壓，1140V Sz——電纜導線截面， ηd——電動機的效率，計算電纜干線的電壓損失ΔＵg式中：Lg——干線電纜長度，從移動站二次側總饋電先開到采煤機總饋電開關的距離取50m， Sg——干線電纜導線截面，50mm2 ——電纜負荷的總額定功率，ΔUg的確定過程中，因為1140V 系統(tǒng)供電設備多，故采用兩條干線供電：一條由移變二次側——分饋1——采煤機——橋式轉載機——破碎機一條由移變次側——分饋2——刮板機——乳化液泵站——噴霧泵站計算變壓器繞組的電壓損失?UB ＝ ＝式中：RB、XB——變壓器換算到二次側繞組的電阻與電抗（Ω）查表知KSGZY－630/　型移變參數(shù)：RB＝ XB= IB——變壓器二次側負荷電流，551A cosψB——變壓器所帶負荷的功率因素的加權平均值， 求采煤機電機允許的電壓損失：＝1200－1140 =117(V)即：ΔU＜?Ｕy故　按電壓損失選的50mm2的電纜截面符合要求.④按起動條件校驗電纜截面：?UQy≤Uze － ＝1200—1140=402V式中：?UQy——電動機起動時電網允許電壓損失（V）?Uze——變壓器一次側額定電壓為1200ＶUe ——電動機的額定電壓電動機起動時電網允許電壓損失：按起動條件校驗電纜截面符合要求。低壓電器的選擇：①對1140V電系統(tǒng)－1140／660型低壓饋電開關，它是移變低壓側的總饋電開關，具有短路，過載．欠壓和漏電的保護．，額定電壓為1140V，其技術數(shù)據如下：型號額定電壓V額定電流A通斷能力有效值kABKD9400/1140F1140400C．磁力起動器：開關代號開關型號開關負荷SM1QJZ2120/1140型順槽帶式輸送機160kWSM2BQD10－80ZD／1140型噴霧泵站，55kWSM3BQD10－200ZND／1140型乳化液泵站，200kWSM4BQD10－200ZND／1140型乳化液泵站，200kWSM5QJZ2200/1140型