三机配套终极版

综采工作面配套设备选型设计任务书
设计任务
1）根据所给原始数据进行设备配套选型的详细计算
2）编写综采设备配套选型设计的说明书
3）工作面综采设备配套关系图
目录
综采工作面配套设备选型设计说书
第一章液压支架的选型.
第二章滚筒采煤机的选型
第三章工作面可弯曲刮板输送机的选型
第四章工作面运输巷带式输送机的选型
第五章采区负荷统计及变压器、电缆、开关的选型
第六章总结
第七章参考文献
第一章液压支架的选型
一、影响液压支架选型的因素
影响液压支架选型的因滚．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，底扳稳定性影响最大。

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。

建议按表1-1选型。

表1-1 不同底板条件下选用的架型
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。

厚度超过2.5m，顶板有水平推力时，应选用抗水平推力强的掩护式或者支撑掩护式支架，一般不宜采用支撑式支架。

厚度在2.5~2.8m（软煤取上限，硬煤取下限）以上时，支架应带支护帮装置，当厚度较大时，支架应选用调高范围较大的双伸缩立柱或者带机械加长杆的单伸缩立柱，若为假顶分层开采，应选用掩护式支架。

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、下滑等现象。

必须采取防倒防滑措施。

当倾角大于10°～15°（支撑式支架取下限，掩护式和支撑掩护式取上限）时，应选用有防滑装置的支架。

当倾角大于18°时，应选用防滑、防倒和调架装置的支架。

5、煤层埋藏稳定性
对于断层十分发育、断层落差大、煤层厚度变化过大、顶板的允许暴露面积小于5～8㎡,允许暴露时间在20min以下的工作面，暂时不宜使用液压支架。

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。

液压支架架型选择是否合适，最终必然反映到经济效果上。

应尽量做到安全、
高效，而又能降低吨煤成本。

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。

二、煤层顶板及顶板分类
覆盖在煤层上的岩石，依次分为伪顶、直接顶、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 米厚的岩石叫直接顶下位岩石，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
1)、不稳定顶板：也称破碎顶板，这类顶板很易冒落。

冒落后岩石能基本充满采空区。

泥质页岩，再生顶板等属于这类顶板。

2)、中等稳定顶板：强度较高，但有大量节理裂隙，局部较完整，冒落后不能充满
采空区，一般在支护设备前移后随即冒落。

砂质页岩，粉砂岩属予这类顶板。

3)、稳定顶板：难于冒落，需支架帮助切顶。

4)、坚硬顶板：极难于冒落，采后需强制放顶，砂岩，坚硬砂质页岩等属于这后两类。

表1-2 直接顶分类
2、基本顶分级
基本顶位于直接顶之上，顶板分级主要由直接顶厚度∑h 与采高H 之比值N 来决定，再参考老顶初次来压步距L 2，N 的意义是指冒落带充满采空区的程度，
L 2 是指工作面初次切顶线到开切眼煤壁之间老顶悬露的长度。

老顶周期来压的强弱，对确定支架的吨位即支护强度有决定性影响，N 越大L 2 越小，说明老顶周期来压不明显，作用在支架上的载荷小而稳定，支架的支护强度不需要很大，相反，N 越小，L 2 越大，老顶周期来压就越强烈，作用在支架上的载荷就越
大且有冲击，支架的支护强度就要求比较高。

根据N 和L 2 值老顶被分为四级。

见表1-4。

三、液压支架的选型
液压支的选型，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，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。

它适用稳定以下各类顶板，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。

当工作面直接顶类别，老顶级别已确定经过分析论证后，可按表1-4选择支架型式。

表1-4 适应不同类级顶板的架型及支护强度
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、煤层烦角在10～1 5°(支撑式支架取下限，掩护式取上限)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、地质构造、断层发育、煤层厚度变化大，顶板允许暴露时间和面积分别为20 分钟以下和5~8m2 时，暂不宜采用综采设备。

6、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。

另外，表1-4 中的支护强度是指单位面积上的支撑力大小，括号内数字是掩护式
支护强度；但允许有5％的波动范：1.3，1.6，2 分别为Ⅰ、Ⅱ、Ⅳ级老顶比1 级老
顶的增压倍数，Ⅳ级老顶由于地质条件变化较大，只给出最低限2，具体数字应根据实
际情况确定，单体液压支柱的支护密度，可用表中的支护强度除以
工作阻力计算。

表中采高系最大采高，具体采高下的支护强度可用插值法计算。

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，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(或采高)和采区范国内地质条的变化等因素来确定。

其选择的原则时：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H max和最小结构高度H min，具体由下面经验公式计算：
H max =??h max+a=2.4+0.2 =2.6（m）
Hmin =?hmin-S2-b-c=2.0-0.15-0.05-0.05=1.75(m) 式中, H max,H min:煤层最大采高和最小采高，m（已知）；
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的补偿量；一般取0.2~0.3m，中厚煤层取小值，厚煤层取大值，薄煤层适
当减小。

S2最大控顶距处顶板下沉量，一般取0.1~0.2m。

b：支架卸载前移时，最小可伸缩量，一般取0.05m；
c：支架顶梁上留存的浮煤和碎矸石厚度，一般取0.05m；
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；
1)按经验公式估算
q=KHR×10−2 MPa
q=8×2.4×2.5×10−2=0.48 MPa
式中：K ——作用于支架上的顶板岩石厚度系数，一般取4—8；顶板较好时、周期来压不明显时，取低值，否则取高值；日本取5，苏联取6—9；英国取5—7；
我国中厚煤层取6—8；
H ——最大采高，m；
R ——岩石容重，一般取2.5t/m3。

液压支架的伸缩比
液压支架的伸缩比K s定义为支架最大支撑高度和支架最小支撑高度之比，它反映了支架对采高的适应能力。

K s= H max/ H min=2.4/2.0=1.2
支架支撑顶板的有效工作阻力
Q=qF×103KN
故工作阻力
Q=qF×103=0.48×5.71×103=2740.8(KN)。

上式F为支架的支护面积，m2
F=(L+C)(B+K) m2
L:支架顶梁长度，m
C:梁端距，m
B：支架顶梁宽度，m
K:架间距，m
选定液压支架为ZZ4000/17/35的支护面积为5.71m2。

2)直接查表选取
根据顶板条件和煤层厚度，直接由表1-4 中查取。

根据顶板条件和煤层厚度选取支架支撑掩护式满足工作面支护强度。

4、选择液压支架型号
由上面计算出的支架最大和最小结构高度和支护强度的数值，从液压支架产品目录
中选择合适液压支架的型号，并列出支架规格和主要技术参数表
支撑掩护式支架该机具有支撑效率高，切顶换能力强，支架稳定性好的特点。

采用分体顶梁铰接前梁形式，切顶效果好，便于运输。

采用前后双连杆形式，可减少支架重量改
善底板比压的平均分布和前端比压。

综合以上数据，初步选定液压支架型号ZZ4000/17/35
ZZ4000／17／35液压支架技术参数
总体
型式支撑掩护式
支撑高度 1.7-3.5m
支护宽度 1.43-1.60m
工作阻力4000KN P=31.5 MPa
初撑力3141.6KN P=25 MPa
中心距 1.5m
支护面积 5.71m2
支护强度0.72MPa
底座面积 2.428m2
最小外形尺寸5500×1420×1700mm
支架重量10180Kg
立柱
缸径Φ200mm
活柱直径Φ185mm
活柱行程930mm
加长杆直径Φ157mm
初撑力785KN P=28MPa
降柱力113.33KN P=28MPa
工作阻力1000KN P=31.5 M Pa
短柱
缸径Φ140mm
杆径Φ105mm
行程140mm
初撑力384.65KN P=28MPa
拉力168.28KN P=28MPa
工作阻力584.67KN P=38MPa
前梁端部初撑力76.93KN
前梁端部最大工作阻力116.93KN
前梁摆角
向上15°
向下19°
推移千斤顶
缸径Φ140mm
杆径Φ85mm
行程700mm
推溜力242.86KN P=28MPa
拉架力384KN P=28MPa
侧推千斤顶
缸径Φ63mm
杆径Φ45mm
行程170mm
推力77.89KN P=28MPa
拉力38.15KN P=28MPa
护帮千斤顶
缸径Φ80mm
杆径Φ45mm
行程350mm
工作阻力147.71KN P=29.5 MPa
拉力54.95KN P=28MPa
伸缩千斤顶
缸径Φ80mm
杆径Φ45mm
行程600.mm
推力125.6KN P=28MPa
拉力54.95KN P=28MPa
第二章滚筒采煤机的选择
正确选择和使用采煤机是提高采煤工作面，生产能力的一项主要任务，对采煤工作面的生产效率、能耗、安全等都具有重要影响，但采煤机选型涉及问题较多，目前还缺乏一套完善的计算方法。

它不仅与煤层的厚度，倾角及煤的物理机械性质、地质条件等有关，还要考虑与支护设备，运输设备之间配套关系，因此，在选型过程中要考虑多方面因素，综合分析后去确定。

一、采煤机主要技术参数的计算与确定
采煤机主要技术参数规定了采煤机的适用范围和主要技术性能。

它们既是计采煤机
的主要依据，又是成套设备选型的依据。

1滚筒直径的选择
滚筒直径大些对装煤有利，但不宜过大．并应满足采高的要求。

双滚筒采煤机滚简直径应大于最大采高H max 的一半，一般可按
D=(0.52~0.6) H max选取，采高大时取小值D=0.52×2.4=1.248 米，采高小时取大值D=0.6×2.4=1.44米。

单滚筒采煤机滚筒直径选择时．为了防止滚筒在顶板下沉时被夹住而截割岩
石，直径D= H min-(0.1~0.2) =2.0-(0.1~0.2)=1.8~1.9米，采煤机的滚筒已经系列化，可选用与计算值相近的标准滚筒，以降低制造成本。

2、截深的选择
滚筒截深是采煤机工作机构截入煤璧的深度，是影响采煤机装机功率及生产率的主要因素，决定截深时应充分考虑煤层的压张效应，截割阻抗(截齿截割单位切屑厚度所对应的截割阻力)大小，煤层厚度、倾角、顶板稳定性及采煤机稳定性等。

另外：为了管理顶板方便，截深应等于液压支架的推移步距。

中厚煤层截深可取0.6~0.8 米，若顶扳稳定，截割阻抗小可适当加大。

厚煤层为了减轻煤壁片帮，减轻液压支架载荷和避免煤从运输机溢出，截深宜小，可取0.5 米左右。

薄煤层由于工人行走困难，牵引速度比较低。

为了保证大的生产率截深可取0.8～1 米。

国内生产采煤机，为了制造方便，大部分截深在0.6 米左右，薄煤层为1 米左右。

根据截据阻抗为200 牛顿/毫米，阻抗较大选用截距深度为0. 6 2米的截深
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 公式可知，当滚筒每条截线上的截齿数m，牵引速度V 已定，转速n 愈高，切屑厚度愈小，煤尘产生量大，截割比能耗增大。

另外，实践表明，滚筒转速过高，循环煤会增多，装载效率降低，装煤效果不好，所以，现代采煤机，滚筒转速出现降低的趋势，如英国AM—500、日本DR—100 100 采煤机，滚筒最低转速分别为21.2 转/分和26转/分。

但滚筒转速也不能太低，否则会在牵引速度不太高时，出现堵塞现象。

一般认为滚筒转速在30～50 转/分较为适宜，薄煤层小直径滚筒由于装煤能力差，
为了提高生产率转速可增大到60~100 转/分。

转速及滚筒直径经确定后截齿截割速度也就定了，截割速度一般控制在4 米/秒左右较好。

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，处理片帮等，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，它综合反映了设备可靠性，选型及组织管理水平，工人技术熟练程度等，西德高产工作面有效开动率可达51%，苏联高产综采工作面可达50％，我国根据有些典型工作面的推算大约在0.15~0.35 之间，一般可取0.20。

当采煤工作面生产能力已定，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：
Q min =W
24×0.2=650000
300×24×0.2=451.39( t/h)
式中：W 为采煤机工作面日平均产量 吨/日,
k ——有效开动率。

上式有效开动率K 取0.2，充分考虑使采煤机有增产潜力，当有效开动率能进一步提高，采煤仍有富裕能力，使工作面生产能力得到提高
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， 由于滚筒装煤能力，运输机生产率，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的多。

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，要根据几方面因素，综合考虑。

（1、）根据采煤机最小设计生产率Q min 决定牵引速度V 1
V 1=Qmin
60HBρ=451.39
60×2.2×0.62×1.35=3.90(m/min)
式中：Q min ——采煤机最小设计生产率 451.39吨/时
H ——采煤机平均采高，2.2 米 B ——采煤机平均截深， 0.6 2米
ρ——煤的实体密度，一般为1.3 ~1.4吨/米 3 。

现在取1.35t/m 3
（2）、按截齿最大切削厚度决定的牵引速度V2
采煤机截割过程中，滚筒以一定的转速n转动，同时采煤机又以一定的牵引速度v 沿工作面移动，切削厚度以月牙规律变化。

截齿最大的切削厚度b max在月牙形中部，可用下式计算
b max=1000v
mn
mm
式中
V——采煤机的牵引速度 m/min
m——滚筒一条截线上安装的截齿数个，一般取3个
n——滚筒的转速,取40r/min.
当n、m决定后，b max与牵引速度v成正比，v越大b max越大，当b max大于齿座上截齿伸出的长度，使齿座及螺旋叶片也参与截割，则截割阻力及功率剧增，同时齿座磨损严重。

为了避免上述情况的发生，一般要求截齿的最大切削厚度应小于截齿伸出齿座长度的0.7，b max是截齿在齿座上伸出长度的70％，取45mm，按上述要求可得到采煤机的牵
引速度V
2
V2=0.7mnb max
1000
=
3×40×45
1000
=5.04m/min
（3、）按液压支架推移速度决定牵引速度为V3
一般支架的推移速度稍大于采煤机的牵引速度较好，这样可以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
V
1，但应小于 V
2
，并于 V
3
相协调。

使采煤机能够满足工作面生产能力的要求，有可避免
齿座或叶片参与截割，保证采煤机安全生产。

现在取采煤机牵引速度v=4.0m/min。

采煤机截割时的牵引速度v确定后，采煤机的生产率Q为
Q=60HBvρ=60×2.2×0.62×4.0×1.35=463.32(t/h)
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。

取截割阻抗A=180~200N/mm 的为基准煤，当采煤机以不同的速度截割时，包括牵引部及辅助液压系统在内，其比能耗的估算值如表1-6所示
螺旋滚筒采煤机比能耗H ωB
X 4.0m/min 。

所以采煤机的比能耗为0.42 kW ·h/t ，
如果截割的煤层，其截割阻抗不在180~200N/mm 范围时，可按下列公式计算比能耗。

式中：H ωX ——煤层截割比能耗，kW ·h/t ， A X ——煤层截割阻抗 A ——基准煤截割阻抗， H ωB ——基准煤比能耗，
双滚筒采煤机，前滚筒和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，前滚筒已经截割出第二个自由面，若以H ωX 表示前滚筒截割比能耗，后滚筒截割比能耗为H ωX1=K 3H ω
式中 K 3为后滚筒工作条
件系数可由下表选取
ωX13ω如果滚筒直径按最大采高60%选取时，双滚筒采煤机所需装机功率为
N=Q K1×K2(0.6H ωX +0.4H ωX1) =463.32
0.8×0.9(0.6×0.42+0.4×0.378)=259.46KW
K1为功率利用系数，用一台电机驱动时取1，两台电机分别驱动时取0.8
K2
7、牵引力
采煤机的牵引力主要取决于煤质、采高、牵引速度、煤层倾角，机器质量、导向装置结构及摩擦力等，精确计算很困难，链牵引采煤机的牵引力F（KN）可按装机功率N（KW）近似计算，其关系为
F=（1~1.3）N KN
所以F=1.2×259.46=311.35KN，
选采煤机为MG250/600-WD
MG250/600-WD型采煤机主要技术参数
1-1采煤机尺寸示意图
M max ：采煤机最大采高，m ；? αmax ：摇臂向上的最大摆角，°；
A ：机面高度，m ；
A 3、采煤机截割部减速箱高度，一般等于电动机高度，m ； L ：摇臂长度，m ； D ：滚筒直径，m ；
采煤机最大与最小采高之比为1.6～2.0 之间；
采煤机电动机尺寸要求(1)采煤机机身厚度最多为400mm 电动机直径最多为350左右 否则装不下去
8、初选采煤机主要技术参数的校核
（1）最大采高的校核
h max =A-h
2+Lsin αmax +D
2=1.08-0.352
+1.982×sin 39+
1.52
=2.9 0m>2.4m
A ：采煤机高度，m ；
h 、采煤机截割部减速箱高度，一般等于电动机高度，一般取0.35m ； αmax ：摇臂向上的最大摆角，°； L ：摇臂长度，m ； D ：滚筒直径，m ； 采煤机底托架
U=A-h-S=1.08-0.35-0.275=0.455m
S 运输机槽帮高度，m ；
（2）最小采高的校核
采煤工作面最小采高h m i n 应大于采煤机高度A ，支架顶梁高度h 1，过机高度h 2，（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。

h m i n =A ＋h 1＋h 2=1.08+ 0.22+0.25=1.55m<1.75m
符合要求h1顶梁和掩护梁铰点至顶梁顶梁顶面的距离，取0.22；h2过机高度不应小于0.1---0.25m,
(3)、卧底量校核
最大卧底量K
m a x
按下式计算
K max=A−h
2
−L sinβmax−
D
2
=1.08−
0.35
2
−1.982×sin15−
1.5
2
=−0.36m
式中，βmax——摇臂向下摆动最大角度，
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机头处三
角煤等。

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V'为：
V′=Q′/60HBρ=700
60×2.2×0.62×1.35
=6.34m/min>4m/min
式中：Q'——运输机的运输能力，
H——平均采高，
B——采煤机截深，
ρ——煤的实体容重，1.35t/m3
上述计算中的V′值应大于前面确定的截割牵引速度V值。

5、采煤机牵引力的估算
采煤机移动时必须克服的牵引阻力T为：
T＝K1G＋fG（cosα－K
2＋2K
3
）±Gsinα=0.7×350000+0.18×
350000(cos10−0.2+2×0.19)±350000sin10=318382.9±60776.86KN f：摩擦系数，取决于采煤机导向机构表面状况和湿度及采煤机运动速度等，平均可取0.18。

α：工作面倾角，（°）
G：采煤机自身重量，KN
K1：经验系数，估算时可取0.6~0.8
K2：估算经验，初步估算时可取0~0.2
K3：侧面导向反力对牵引阻力的影响系数，主要取决于牵引链或者无链牵引轨道的位置及煤层倾角大小。

当在采空区侧布置，工作面倾角为零时，取
K3=0.04~0.05；工作面倾角为35°时，K3=0.05~0.10。

当在煤壁侧布置，，
工作面倾角为零时，取K3=0.12~0.19；工作面倾角为35°时，K3=0.15~0.21.
上式最后一项，当向上牵引时取正号，向下牵引时取负号。

第三章刮板输送机的选型
由前面初选液压支架为ZZ4000／17／35，采煤机为MG250/600-WD 号为SGZ730/320刮板输送机。

SGZ730/320中双链刮板输送机型号的表示意义：
S G Z 730 / 320
总装机功率（KW）
中部槽外宽（mm）
中双链
刮板
输送机
二、主要技术特征
1.出厂长度————————————————120米
2.输送量—————————————————700吨/小时
3.刮板链速————————————————1.0米/秒
4.刮板链型式—————————————————中双链
圆环链规格—————————————2- 26×92-C毫米
最小破断负荷————————————≥850千牛
链条中心距——————————————120毫米
刮板间距———————————————1104毫米
5.电动机
型号—————————————————YBSS-160
功率—————————————————2×160千瓦转速—————————————————1485转/分
电压—————————————————660/1140伏6.减速器
型号——————————————————JS-200
传动比————————————————36.737：1
冷却方式————————————————水冷
7、液力偶合器
型号——————————————————YOXD-560 传递功率———————————————160千瓦
8.中部槽
规格（长×宽×高）———————1200×730×275毫米联接方式———————————————哑铃销连接
连接强度———————————————2000KN
9.紧链装置—————————闸盘紧链兼伸缩机尾可微调
10.整机弯曲性能
水平弯曲度————————————————±1°
垂直弯曲度————————————————±3°11.牵引方式——————————————————齿轨
刮板输送机的验算
一、
输送能力的计算
刮板输送机是连续动作运输设备，每秒钟输送能力为
Q=3.6F ρφ(V-V c /60)=3.6×0.256×0.95×0.95(1−4
60)=0.77t/s >463.32
3600 F ：溜槽上的最大货载断面积，m 2
ρ货载的集散密度，一般取0.95kg/m 3
v ：刮板链速度，m/s
v c 采煤机牵引速度，m/min
c 一、 运行阻力的计算
中部槽单位长度内装煤质量
q =
Q 3.6V =700
3.6×1
=194.44kg/m 刮板链单位长度质量q 1=50.75kg/m
重载直线段的总阻力
W Zh =(q ω+q 1ω1)Lg cos β±(q +q 1)Lg sin β=（194.44×0.7+50.75×0.35）×120×10×cos 10±（194.44+50.75）×120×10×sin 10=181839.4±
51092.2=130747.2 N
式中q ：中部槽单位长度装煤量，kg/m ω煤在溜槽内运行的阻力系数 q 1刮板链单位长度的质量，kg/m ω1刮板链在流槽内运行的阻力系数
L 刮板输送机的铺设长度，m
β刮板输送机的铺设倾角，（°）
g 重力加速度，m/s 2
1、 空段直线段的总阻力
W k =q 1Lg(ω1cos β?sin β)
=50.75×120×10×(0.35
×cos 10?sin 10)=20991.2?10575.2=10416 N
式中字母含义同上式。

该段向上运行取+，向下运行取-。

阻力系数
1、弯曲段运行阻力
（1）重段弯曲段的附加阻力
W zhw=0.1W zh=0.1×130747.2=13074.72N
(2)空段弯曲段的附加阻力
W kw=0.1W K=0.1×10416=1041.6N
2、牵引力
由逐点计算法得
S1=S min=2×（2000~3000)=2×2500=5000N
S2=S1+W k=5000+10416=15416N
S3=S2+W c=S2+(0.05~0.07)S2=(1.05~1.07)S2=1.06×15416=16340.96N S4=S3+W Zh=(1.05~1.07)S2+W Zh=16340.96+134807=151147.96N
主动链轮的牵引力为
W0=(S4−S1)+W Z=(S4−S1)+(0.03~0.05)×(S4+S1)
=(151147.96−5000)+0.04×(151147.96+5000)=152393.9N 牵引力也可做粗略计算，即曲线段运行阻力按直线段运行阻力的10%考虑，机身弯曲段附加阻力按直线段运行阻力的10%考虑，故可弯曲刮板输送机的总牵引力可按下式计算
W0=1.21(W Zh+W k)=1.21(130747.2+10416)=170807.472N
2、电动机功率计算
(1)对于定点装载的输送机，电动机轴上的功率为
N=
W0V
1000ε
=
152393.9×1
1000×0.9
=169.3KW
ε牵引系统牵引机构的传动效率，一般取0.9。

(2)刮板链强度的验算
对于双链刮板输送机的安全系数应满足。