煤矿机电设备选择标准

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日志
应用Excel进行综采工作面供电系统设计
综采工作面机械设备的选型
默认分类 2009-11-04 05:49 阅读36 评论0
字号：大大中中小小
综采工作面机械设备的选型
摘要
综采工作面机械设备的选型设计的主要内容包括：综采工作面液压支架的选型，综采工作面采煤机械的选型，综采工作面刮板输送机的选型。

液压支架结构参数与直呼强度的确认，采煤机生产率以及电机功率的验算，采高、卧底量与最大截割速度的校核，刮板机与各种辅助设备的验算。

本次设计是根据原始数据来选择综采工作面的采煤设备以保证综采工作面的高产、高效和安全，并结合我国国情，做到技术经济指标上先进合理，安全可靠。

关键词：
液压支架，采煤机，刮板运输机。

目录
第一章前言 (1)
第二章主系统设计 (2)
设计原始数据及条件 (2)
顶板类级、支架架型、支护强度间的关系 (2)
1 液压支架的选型 (3)
1.1 液压支架的组成 (3)
1.2液压支架的工作原理 (3)
1.3液压支架的类型和特点 (3)
1.3.1支撑式支架 (3)
1.3.2掩护式支架 (4)
1.3.3支撑掩护式支架 (4)
1.4 液压支架结构参数的确定 (4)
1.5 支架支护强度的确定 (5)
2 采煤机的选型 (5)
2.1采煤机的发展史 (5)
2.2我国采煤机的发展展望 (6)
2.3 采煤机性能参数的计算与决定 (9)
2.3.1 滚筒直径的选择 (9)
2.3.2 截深的选择 (9)
2.3.3 滚筒转速及截割速度 (9)
2.3.4 采煤机最小设计生产率 (9)
2.3.5 采煤机截割时的牵引速度及生产率 (10)
2.3.6 采煤机所需电机功率 (11)
2.3.7 牵引力 (12)
2.4 初选采煤机极其配套设备 (12)
2.3初选采煤机主要技术参数的校核 (13)
2.5.1最大采高hmax的校核 (13)
2.5.2 最小采高的校核 (13)
2.5.3 卧底量校核 (13)
2.5.4 采煤机最大截割速度的校核 (14)
2.5.5 牵引阻力的估算 (14)
3 工作面刮板输送机的选型 (15)
3.1给定条件 (15)
3.2选择原则 (15)
3.3选型结论 (16)
3.4 刮板输送机的验算 (16)
3.4.1验算运输能力 (16)
3.4.2 运行阻力的计算 (18)
3.4.3 刮板链张力的计算 (19)
3.4.4 牵引力及电机功率的计算 (20)
3.4.5 刮板链的预紧力和紧链计算 (20)
3.4.6 验算刮板输送机的安全系数 (21)
4 转载机的选择 (21)
结论 (22)
5 三机主要技术特征 (22)
5.1 液压支架的主要技术特征 (22)
5.2MG400/920-3.3D电牵引双滚筒采煤机的主要技术特征 (25)
5.3SGZ-830/500刮板运输机的主要技术特征 (26)
5.4SZZ-830/200转载机的主要技术特征 (27)
6确定工作面移变容量、台数方案 (28)
6.1采区移动变电站（3300V）容量及台数的确定 (28)
6.2采区移动变电站（1140V）容量及台数的确定 (29)
7 主斜坡主及风巷绞车提升下放能力核定 (29)
7.1主斜坡JKB-2X1.5绞车斜坡提升下放能力核定 (30)
7.1.1 钢绳能力核定: (30)
7.1.2绞车牵引能力核定： (30)
7.2 风巷JSDB-25双速绞车斜坡提升下放能力核定： (30)
7.2.1钢绳能力核定: (31)
7.2.2绞车牵引能力核定 (31)
第三章小结 (32)
参考文献 (33)
致谢 (34)
第一章前言
前言
我国是煤炭生产大国，随着近几年科学与经济事业的发展，煤炭产量也大幅度增加据中国煤炭工业协会所发布的《2008年全国煤炭工业统计快报》显示，2008年，我国煤炭产量完成27.16亿吨，同比增加1.93亿吨，同比增长7.65%。

其中，山西、内蒙古、陕西等8个省区煤炭产量超过亿吨，神华集团、中煤能源、大同煤矿等35家大型煤炭企业产量超过1000万吨，神东等13个大型煤炭基地产量超过了20亿吨。

当然，产量的增加是与综采工作面的机械设备所分不开的。

而此次设计就是在原始数据的基础上选择综采工作面的各种机械设备，以达到高产，高效，安全，并且经济实用。

也是让我们可以在以后的工作中更快的进入工作状态，更好的投入到煤炭事业中。

第二章主系统设计
表1设计原始数据及条件
表2 顶板类级、支架架型、支护强度间的关系
1 液压支架的选型
1.1 液压支架的组成
液压支架一般由顶梁、底座、立柱、推移装置、操纵控制装置和其他辅助装置组成。

1.2液压支架的工作原理
液压支架在工作过程中，不仅要能够可靠地支撑顶板，而且能随着回采工作面的推进向前移动。

液压支架必须具备升、降、推、移四个基本动作
1.3液压支架的类型和特点
1.3.1支撑式支架
由于结构和移架方式的不同，支撑式支架又分为垛式支架和节式支架（注：节式支架因稳定性差，现已基本淘汰。

）
支撑式支架特点：呈框型结构；顶梁较长，一般都带有前探梁，其长度多在4m左右；立柱多，一般为4～6根，且垂直顶梁支撑；支架后部有简单的挡矸装置；一般设有立柱复位装置以承受指向煤壁方向的不大的水平推力。

这类支架支撑力大，支撑力作用点靠近支架后部，切顶能力强；作业空间和通
风断面较大。

缺点是由于顶梁与底座仅通过立柱连在一起，抵抗水平载荷的能力较差，不能带压移架，支架间不接触、不密封，矸石容易窜入工作空间。

由上可知，支撑式支架适用于直接顶稳定以上、老顶有明显强烈周期来压，且水平力小的顶板条件
1.3.2掩护式支架
由于立柱支撑位置不同，掩护式支架分为间接撑顶和直接撑顶
掩护式支架特点：又一个坚实的掩护梁将作业空间与采空区隔绝；掩护梁下端一般用前、后连杆与底座相连，组成所谓的四连杆机构，以保持梁端距基本不变且承受水平推力；立柱数目少，只有一排（一般为2根，也有用1根立柱的），且倾斜支撑，以增大支架的调高范围；架间则是通过活动侧护板互相靠拢，实现实现架间密封；通常顶梁较短一般为3.0m左右。

缺点是支撑力小，切顶能力弱，工作空间和通风断面较小。

由上可知：掩护式指甲适用于支护松散破碎的不稳定或中等稳定顶板条件。

1.3.3支撑掩护式支架
根据立柱的布置方式和支撑位置不同，分为H型、V型、P型、X型。

支撑掩护式支架是在垛式支架和掩护式支架的基础上发展起来的一种架型。

它保留了垛式支
架支撑力大、切顶性能好、工作空间宽敞的优点，采用双排立柱支撑；同时又吸取了掩护式支架挡矸掩护性能好，抗水平力强，结构稳定的长处。

而且，采用坚实的掩护梁及侧护板，将工作空间与采空区完全隔开；并用前、后连杆连接掩护梁和底座，组成四连杆机构，使梁端距几乎不变，防止了架前漏矸。

这类支架适用范围很广，可用各种顶板条件，尤其适用于中等稳定以上的顶板和大采高。

其缺点是结构复杂、质量大、价格较贵。

综上所述，初步选择掩护式液压支架，并选用ZY5000/18/41二柱掩护式液压支架。

1.4 液压支架结构参数的确定
根据选择原则：在最大采高时，液压支架应能“顶得住”，最小采高时，支架能“过得去”支架最大结构高度Hmax和最小结构高度Hmin，具体由下面经验公式计算：
Hmax＝hmax＋a ＝ 3.9＋0.2＝4.1（m）
Hmin＝hmin－S2－b－C＝2.1－0.15－0.1－0.05 ＝1.8（m）
式中：hmax——煤层最大厚度；m
hmin——煤层最小厚度；m
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；中厚煤层可取200mm
S2——顶板最大下沉量；选取150mm
b——支架卸载前移时，立柱伸缩量；选取100mm
C——支架顶梁上存留的浮煤和碎矸石厚度；选取50mm。

1.5 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：
＝8×4.2×24＝806.4kN/m2＝0.8064kN/㎡
Q——支护强度，kN/㎡；
k——顶板岩石厚度因素，选取k=4～12
M——采高，m；
——顶板岩层容重，kg/m3。

经过计算，所选ZY5000/18/41二柱掩护式液压支架基本符合。

ZY5000/18/41二柱掩护式液压支架基本参数
2 采煤机的选型
2.1采煤机的发展史
20世纪40年代初，英国和前苏联相继研制出了链式采煤机，这种采煤机是通过截链截落煤，在截链上安装有被称为截齿的专用截煤工具，其工作效率低。

同时德国研制出了用刨削方式落煤的刨煤机。

50年代初，英国和德国相继研制出了滚筒式采煤机，在这种采煤机上安装有截煤滚筒，这是一种圆筒形部件，其上安装有截齿，用截煤滚筒实现落煤和装煤。

这种采煤机与可弯曲输送机配套，奠定了煤炭开采机械化的基础。

这种采煤机的主要缺点有二点：其一是截煤滚筒的高度不能在使用中调整，对煤层厚度及其变化适应性差；其二是截煤滚筒的装煤效果不佳，限制了采煤机生产率的提高。

进入60年代，英国、德国、法国和前苏联先后对采煤机的截割滚筒做出革命性改进。

其一是截煤滚筒可以在使用中调整其高度，完全解决对煤层赋存
条件的适应性；其二是把圆筒形截割滚筒改进成螺旋叶片式截煤滚筒，即螺旋滚筒，极大地提高了装煤效果。

这两项关键的改进是滚筒式采煤机称为现代化采煤机械的基础。

可调高螺旋滚筒采煤机或刨煤机与液压支架和可弯曲输送机配套，构成综合机械化采煤设备，使煤炭生产进入高产、高效、安全和可靠的现代化发展阶段。

从此，综合机械化采煤设备成为各国地下开采煤矿的发展方向。

自70年代以来，综合机械化采煤设备朝着大功率、遥控、遥测方向发展，其性能日臻完善，生产率和可靠性进一步提高。

工矿自动检测、故障诊断以及计算机数据处理和数显等先进的监控技术已经在采煤机上的到应用。

2.2我国采煤机的发展展望
依靠科技进步，推进技术创新，开发高产高效矿井综合配套技术是我国煤炭科技发展的主攻方向，根据世界采煤机发展潮流和煤炭科技前沿最新消息，我国采煤机应在以下方面进行攻关研究，尽快赶上世界水平。

由于目前煤矿井下广泛使用的采煤机械主要有滚筒式采煤机和刨煤机两种，因此需先选择机种。

以下是滚筒式采煤机和刨煤机的主要特点以及使用环境，并由此确定机种。

详见下表
表3 刨煤机与滚筒采煤机的对比
根据对比，且因为是综采，所以选择滚筒式采煤机。

而滚筒式采煤机又分为单滚筒采煤机和双滚筒采煤机，所以根据以下对比来确定选用那种滚筒采煤机。

表4 单滚筒采煤机与双滚筒采煤机的对比
通过对比，可以选定为双滚筒采煤机。

双滚筒采煤机的组成
2.3 采煤机性能参数的计算与决定
2.3.1 滚筒直径的选择
因为是综采，按双滚筒采煤机来选择滚筒直径。

滚筒直径D应大于最大采高hmax的一半，一般可按D＝（0.55～0.6）hmax，采高大时取小值，采高小时取大值。

故D＝0.55×4.1＝2.255m选取直径2.3m滚筒。

2.3.2 截深的选择
中厚煤层截深可取0.6～0.8米，若顶板稳定，截割阻抗小可适当加大。

国内生产采煤机，为了制造方便，大部分截深在0.6米左右，故选取截深为0.60米。

2.3.3 滚筒转速及截割速度
一般认为滚筒转速n在30～50转/分较为适宜；转速及滚筒直径经确定后截齿截割速度也就定了，一般控制在4米/秒左右较好。

2.3.4 采煤机最小设计生产率
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
Qmin＝＝＝708.33 (t/h)
式中: W——采煤工作面的日平均产量；t/d
W ＝＝3400 (t/d)
0.2——采煤机有效开动率；我国一般选取0.2
2.3.5 采煤机截割时的牵引速度及生产率
选择采煤机截割时的牵引速度，要根据下面几方面因素，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
V1 ＝＝＝2.86（m/min）
式中：Qmin——采煤机最小设计生产率；t/h
H ——采煤机平均采高；取4.1m
B ——采煤机截深；0.63m
R ——煤的容重；1.6t/m3
②按截齿最大切屑厚度决定的牵引速度V2
一般要求截齿的最大切屑厚度应小于截齿伸出齿座长度的70%；则采煤机的牵引速度V2为
V2＝＝＝5.4(m/min)
式中:m ——滚筒每条截线上的截齿数；滚筒上螺旋叶片的头数选4头；滚筒每条截线上的截齿数选4个；
n ——滚筒转速；选取30转/分；
hmax′——截齿在齿座上伸出长度70%（mm）国产径向截齿。

大约为44～55mm，切向截齿大约为41～52mm。

选切向截齿为45mm；
③按液压支架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相协调，使采煤机既能满足生产能力的要求，又可避免齿座或叶片参与截割，并能保证采煤机安全生产，故取V＝4 m/min
决定后，采煤机的生产率Q为
Q＝60HBVr＝60×4.1×0.63×4×1.6＝991.872（t/h）
2.3.6 采煤机所需电机功率
采用比能耗法估算电动机功率,是根据采煤机生产率和比能耗(截割单位体积煤所消耗的功率)实验资料来确定,如果适当,计算值就比较合理。

计算比能耗值
Hωx＝＝＝0.4
式中：AX——被截割煤层的截割阻抗国内还缺乏这方面资料，软煤及中硬以下截割阻力系数为A≤180N/mm，初始按最大值可选取180N/mm。

HωB——基准煤的比能耗0.40。

选双滚筒采煤机，以Hωx表示前滚筒截割比能耗，后滚筒截割比能耗Hh为
Hh＝K3Hωx ＝0.8×0.4＝0.32
式中：K3——后滚筒工作条件系数，选取0.8
双滚筒采煤机所需电动机功率为
N＝
＝
＝480.27 (KW)
式中: K1——功率利用系数;两台电机分别驱动取0.8
K2——功率水平系数；选取0.95
考虑一定的过载能力,选取采煤机电机功率为800～950KW。

2.3.7 牵引力
初选采煤机牵引力初选400～600kN。

2.4 初选采煤机极其配套设备
根据采高、滚筒直径、截深、生产率、电机功率及牵引速度等初选采煤机。

然后和初选的支护设备一起，通过查阅煤炭科学院等编制的《采煤机械化成套设备参考资料》选择采机参数详见下表
表5 采煤机技术特征表（1）
表6 采煤机技术特征表（2）
2.5 初选采煤机主要技术参数的校核
2.5.1最大采高hmax的校核
hmax ＝A-＋Lsinamax＋
＝ 1.426 - ＋ 2.3×sin520＋
＝ 4.13 (m)
式中：A——采煤机高度（机身上平面至底板之距离）；1.426m
H ——采煤机截割部减速箱高度，一般等于电机高度；0.45m(不明确)
L ——摇臂长度（摇臂摆动中心到滚筒中心距离）；2.3m(不明确)
amax——摇臂向上最大角度；38°
D ——滚筒直径；2.24m
2.5.2 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支架或铰接顶梁高度h1，过机高度h2（顶梁与采煤机机身上平面之间距离）三项尺寸之和，即采煤机与支护设备应能通过煤层变薄带，滚筒不截割岩石。

hmin＞A＋h1＋h2
hmin＞1.426＋0.1＋0.25=1.776(m)＜2.0 (m)
式中：h2——过机高度不应小于0.1～0.25m，机身短，浮煤清扫干净取小值。

2.5.3 卧底量校核
最大卧底量Kmax为
Kmax ＝A- -Lsinβmax-
＝ 1.445--2.3sin22.50-
＝-0.660 (m)
式中：βmax——摇臂向下最大角度；22.50
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带。

2.5.4 采煤机最大截割速度的校核
可把工作机运输机的运输能力看成是采煤机的最大生产率，此时采煤机截割时的最大牵引速度V′为
V′ ＝＝＝ 4.23 (m/min)
式中：Q′——运输机的运输能力；1000t/h
H ——平均采高；4.1m
B ——采煤机截深；0.6m
R ——煤的实体容重；1.6t/m3
2.5.5 牵引阻力的估算
采煤机移动时必须克服的牵引阻力T为
T＝K1G＋fD(cosa-K2＋2K3)＋Gsina
＝0.6×46＋0.18×2×(cos150-0.1＋2×0.05)＋45×sin150
＝46.94(吨力)<600kN
式中：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
K1——经验系数；估算时可取0.6
K2——估算系数；初步估算时可取0.1
K3——侧面导向反力对牵引阻力影响系数,主要取决于牵引链或无链牵引轨道的位置及煤层倾角大小。

取0.05
根据以上计算结果与MG400/920-3.3D滚筒式采煤机的技术参数基本相符，故选用该采煤机能满足要求。

3 工作面刮板输送机的选型
3.1给定条件
采机部分所给的工作面生产能力Qc＝944.64t/h、工作面长度L＝190m、煤层倾角β＝200、煤的散积容重γ＝1.2t/m3等参数进行工作面刮板输送机选型。

3.2选择原则：
1）刮板运输机的运输能力
刮板运输机的运输能力必须大于或等于采煤机的运输能力；
2）刮板运输机的结构型式
刮板运输机的结构型式及附件必须能密切与采煤机结构相配套；
3）刮板运输机与支架配套：
①刮板运输机的型号及溜槽结构要与液压支架的架型相匹配；
②刮板运输机的溜槽长度与液压支架的宽度相匹配；
③刮板运输机的溜槽与液压支架的推溜千顶连接装置的间距和配合结构要匹配；
3.3选型结论
根据以上原则，以煤炭科学院等编制的《采煤机械化成套设备参考资料一览表》，选择成套设备，并通过《配套设备表》选择输送机型号为SGZ-830/500刮板输送机。

其主要技术参数见下表
表7 SGZ-830/500型刮板输送机主要规格与技术性能
3.4 刮板输送机的验算
3.4.1验算运输能力
Q ＝3.6Fγφ（V - ）
＝ 3.6×0.380×1200×0.8(1.02-)
＝1251.94 (t/h)
式中：φ——装满系数，初按β＝5～100取φ＝0.8
V——刮板链速度；m/s
VC——采煤机的牵引速度；m/min
γ——煤的散碎密度；kg/m3；
F——运行物料的断面积，m3；
F＝0.15×0.83＋0.545×(0.937×0.545-0.27×0.27×tg300 )
＝0.380(m3)
因刮板输送机的运输能力1251.94t/h大于采煤机的生产能力944.64t/h，故能满足要求。

3.4.2 运行阻力的计算
⑴重段直线段的总阻力
Wzh ＝(qω＋qlωl)Lgcosβ-(q＋ql)Lgsinβ
＝(257.25×0.7＋48.25×0.3)×190×9.81×cos150
-(257.25＋48.25) ×190×9.81×sin150
＝202888.59（N）
式中：q——中部槽单位长度货载质量，kg/m；
q＝＝＝257.25 (kg/m)
ω——物料在溜槽中的运行阻力系数，查表取ω＝0.7
ql——刮板链单位长度质量，kg/m；ql ＝48.25 kg/m
ωl——刮板链在溜槽中的运行阻力系数，取ωl ＝0.3
L——刮板输送机的铺设长度，190m；
β——刮板输送机的铺设倾角。

暂按15°考虑。

⑵空段直线段的总阻力
Wk ＝qlLg(ωlcosβ＋sinβ)
＝48.25×190×9.81(0.3cos150＋sin150)
＝49337.04（N）
⑶弯曲段运行阻力
① 段弯曲段的附加阻力
Wzhw ＝0.1Wzh＝0.1×202888.59＝20288.86（N）
②空段弯曲段的附加阻力
Wkw ＝0.1Wk＝0.1×49337.04＝4933.70（N）
3.4.3 刮板链张力的计算
⑴判断最小的张力点的位置
0.6Wzh-0.4Wk＝0.6×202888.59-0.4×49337.04＝101998.33 (N)＞0故1点的张力最小。

⑵用逐点计算法求各点张力,因最小张力点在1点,取Smin＝S1＝0 N
S1＝0 N
S4＝S1＋Wzh＋Wzhw＝0＋202888.59＋20288.86＝223177.45（N）
S5＝S4-0.6(Wzh＋Wk)
＝223177.45-0.6(202888.59＋49337.04)
＝71842.07（N）
S8＝S5＋Wk＋Wkw＝71842.07＋49337.04＋4933.70＝126112.81（N）
最大张力点在4处，故Smax＝S4＝223177.45
3.4.4 牵引力及电机功率的计算
Nd ＝0.5771
＝0.5771×
＝430.35(kw)
式中Nd——等效功率，kw；
Nmax——刮板输送机满负荷时，所需电机最大功率，kw；
Nmax ＝＝＝389.12(kw)
P＝1.21(Wzh＋Wk)＝1.21(202888.59＋49337.04)＝305193.44（N）Nmin——刮板输送机空载时，电机最小功率，kw；
Nmin ＝
＝
＝73.10(kw)
考虑双电机时过负荷、不平衡和电机功率因数等因数,实际应配电机的功率为N＝1.15Nd＝1.15×430.35＝494.90(kw)
实际配用电动机功率为500kw(2×250kw),大于计算值符合要求。

3.4.5 刮板链的预紧力和紧链计算
⑴预紧力
刮板链的预紧力为
To ＝0.25（S′y＋S′l＋Sy＋Sl）
＝0.25(223177.45＋71842.07＋126112.81＋0)
＝105283.08（N）
式中：S′y、S′l——分别为刮板链在从动链轮相遇点和分离点的张力,N；Sy、Sl——分别为刮板链在主动链轮相遇点和分离点的张力,N；
⑵紧链力
在紧链操作时，给刮板链施加的紧链力为
T＝To＋Lqlgωl＋0.5EA△lje/L
＝105283.08＋190×48.25×9.81×0.3＋0.5×2×107 ×10.62×0.55/190
＝163005.13（N）
式中：E——刮板链的弹性模量，N/cm2，取E＝2×107 N/cm2
A——刮板链的横断面积，cm2 ；A＝10.62 cm2
△lje——多拉伸段的长度，m；取△lje＝0.55 m
3.4.6 验算刮板输送机的安全系数
n＝＝＝6.65
式中：n——刮板链的安全系数；
Sd——一条链的破断拉力，N；Sd＝850000N；
Smax——刮板链的最大静张力，N，
λ——双链负荷不均匀系数，中双链取λ＝0.95
因n≥3.5故能满足要求。

4 转载机的选择
选择转载机要考虑它与工作面刮板输送机和顺槽伸缩胶带输送机之间的配套
1）转载机的输送能力不得低于刮板输送机的输送能力。

2）在保证输送能力的前提下，尽量选用与刮板输送机相同的传动装置和零部件，尽量做到通用。

3）转载机机尾与刮板输送机连接处的配套，现有搭接式和非搭接式两种。

无论哪种结构都必须保证刮板输送机头有一定卸载高度，以避免底链回煤。

4）在煤质较硬、大块煤多而采煤机又不带破碎装置时，应在转载机中部地段配置破碎机。

结论：
通过计算，初步选取ZY5000/18/41 型二柱掩护式液压支架，MG400/920-3.3D滚筒式采煤机，SGZ-830/500刮板输送机，SZZ-830/200转载机，MRB-200/31.5C乳化液泵，XRXTA 乳化液泵箱，XPB-320/6.3噴雾泵站等配套。

5 三机主要技术特征
5.1 液压支架的主要技术特征
5.2 MG400/920-3.3D电牵引双滚筒采煤机的主要技术特征
序号名称参数单位
1 适应煤层
采高范围 2.0~4.2 m
煤层倾角<45 度
煤质硬度硬或中硬
2 总体
机身厚度575 mm
机面高度1426 mm
摇臂摆动中心距7338 mm
行走轮中心距5833 mm 3 滚筒直径1600、1800、2000、2240 mm
卧底量290、390、490、610 mm
截深630/800 mm 4 截割部
摇臂结构形式整体弯摇臂
冷却摇臂水套冷却mm
摇臂摆角上摆角38；下摆角22.5 度
截割功率2×400 kw
截割速度
5 牵引行走部
牵引形式交流变频调速
牵引功率2×50 kw
牵引速度8.7；14.5 m/min
牵引力600、400 KN
调高泵CBK1020-B4F
调高系统工作压力20 Mpa
6 冷却喷雾电机、泵箱、摇臂水冷
喷雾方式内、外喷雾
供水压力 6.3 Mpa
供水流量320 L/min
7 截割电机YBCS2-400
功率/转速2*400/1472 KW/r.p.m
电压/电流3300/ V/A
8 牵引电机
功率/转速2*50/1475 KW/r.p.m
电压380 V
9 整机重量46 t
5.3 SGZ-830/500刮板运输机的主要技术特征
序号内容参数
1 型号SGZ-830/500
2 长度150m
3 装机功率2×250kW
4 供电电压3300V
5 链速 1.02m/s
6 刮板链规格30×108—C mm
7 刮板链型式中双链
8 刮板链破断负荷≥850kN
9 中部槽规格1500×780×300mm
10 中部槽型式铸焊封底式
11 采煤机牵引方式齿轮—销轨式
12 整机总重量≥200t
5.4 SZZ-830/200转载机的主要技术特征
序号内容参数
1 型号SZZ-830/200
2 长度50m
3 装机功率2×100kW
4 供电电压3300V
5 链速 1.02m/s
6 刮板链规格30×108—C mm
7 刮板链型式中双链
8 刮板链破断负荷≥850kN
9 中部槽规格1500×780mm
10 中部槽型式铸焊封底式
11 整机总重量≥75t
三机配套关系图
6 确定工作面移变容量、台数方案
本工作面采用MG400/920-3.3D型采煤机组为综采采煤，SGZ830/500为工作面输送机,SZZ830/200为顺槽转载机,电压统一为3300V,为保证供电质量和安全，根据采区巷道布置，按需用系数法计算变压器容量和台数。

6.1采区移动变电站（3300V）容量及台数的确定
SB1 ＝ΣPe Kx Kc / cosφpj
＝1620×0.74×1/0.7＝1712.57（KV A）
式中：ΣPe—移变供电设备额定功率之和
ΣPe＝920＋500＋200＝1620（KW）
Kx—需用系数，Kx＝0.4＋0.6×918.5÷1620＝0.74
cosφpj—加权平均功率因率，按综采工作面，取0.7
Kc—采区重合系数，取1
根据计算结果和考虑采煤机启动时的电压损失,经查变压器标准规格选择KBSGZY-2000/10/3.45/1.2型移动变电站1台。

6.2采区移动变电站（1140V）容量及台数的确定
SB2 ＝ΣPe Kx Kc / cosφpj
＝695×0.792×0.95/0.85＝615.19（KV A）
式中：ΣPe—变压器供电设备额定功率之和
ΣPe ＝200+55+440=695（KW）
Kx—需用系数，Kx＝0.286＋0.714×440÷620＝0.792
cosφpj—加权平均功率因率，按综采工作面，取0.85
Kc—采区重合系数，取0.95
因此处预先考虑以后机巷皮带不低于1200米，坡度15度，故预留了440KV A作为皮带用电源；乳化泵为BRW-200/31.5,200KW ,喷雾泵为PB-320/6.3 ,55KW;所以根据以上计算结果选择选用了KBSGZY-800/10/1.2型移动变电站1台。

7 主斜坡主及风巷绞车提升下放能力核定:
7.1主斜坡JKB-2X1.5绞车斜坡提升下放能力核定
支架重量：17500kg；平板车重量：1500kg；斜坡长度：400m；
最大坡度：28°；绞车型号：JKB-2X1.5；提升能力：60kN；
钢绳直径：Φ26mm；钢绳破断力：397kN；长度：400m
钢绳质量：2.62kg/m×400=1048kg；平板车摩擦系数0.015；
钢丝绳摩擦系数0.2。

7.1.1 钢绳能力核定:
安全系数：钢丝绳破断力397kN÷提升时牵引力49.243kN=8.06＞6.5，满足《煤矿安全规程》要求。

7.1.2绞车牵引能力核定：
Fmax= (m1+mz)g×[(sina+f1cosa)+mpLTg(sina+f2cosa)]
=(1500+17500)×10×[（sin28°+0.015×cos28°）+2.62×10×400×（sin28°+0.2×cos28°）〕
=98486＞60000N,故绞车直接提升不能满足要求.如采用双绳动滑轮提升,即Fmax÷2=98486÷2=49243N＜60000N，所以采用双绳动滑轮提升才能够满足要求。

7.2 风巷JSDB-25双速绞车斜坡提升下放能力核定：
支架重量：17500kg；平板车重量：1500kg；斜坡长度：400m；
最大坡度：20°；绞车型号：JSDB-25；提升能力：400kN；
钢绳直径：Φ26mm；钢绳破断力：397kN；长度：400m；
钢绳质量：2.62kg/m×400=1048kg；平板车摩擦系数0.015；
钢丝绳摩擦系数0.2。

7.2.1钢绳能力核定:
安全系数：钢丝绳破断力397kN÷提升时牵引力49.243kN=8.06＞6.5，满足《煤矿安全规程》要求。

7.2.2绞车牵引能力核定：
Fmax= (m1+mz)g×[(sina+f1cosa)+mpLTg(sina+f2cosa)]
=(1500+17500)×10×[（sin20°+0.015×cos20°）+2.62×10×400×（sin20°+0.2×cos20°）〕
=73215.92＜400000N,故绞车直接提升能够满足要求。