矿井综采工作面机电设备选型设计毕业设计

内蒙古科技大学高等职业技术学院毕业设计说明书（论文） 目 录 4 摘 要 5 第一章 矿井采区概况 5 第一节 井田概括 5 位置 5 二、地形地貌及地表水系 6 三、构造 6 四、顶底板岩性 6 五、水源、电源 7 六、煤质特征 7 七、瓦斯 7 八、煤层 7 九、地温 7 十、地质勘探程度及存在的问题 9 第二章 机械部分选型设计 9 第一节 综采工作面三机配套选型设计 10 （一）采煤机性能参数的计算与决定 16 （三）初选采煤机主要技术参数的校核 18 二、工作面刮板输送机的选型设计 20 （二）SGZ-880/800刮板输送机的验算 24 三、液压支架的选型设计 28 （四）、顺槽转载机的选择 31 五、破碎机选型 32 六、乳化液泵站的选择 33 第二节 顺槽胶带输送机的选型设计 33 .设计原始资料: 33 .胶带输送机的工作原理图： 34 一.胶带输送机的选择 34 二、输送机输送能力与输送带宽度的验算 35 三、计算输送带的运行阻力 35 空段直线段的运行阻力 37 输送带强度的验算 37 六、牵引力及电机功率计算 38 第三节 掘进设备的选型 38 一、工作面概述 39 二、巷道断面和支护形式 39 四、掘进工作面个数和掘进机械配备确定 40 五、EBH-132掘进机技术参数 42 六、管线吊挂 42 七、供风系统 42 八、电气设备及电缆的型号的确定 45 九、掘进工作面电气设备管理制度 46 第三章 综采供电部分选型设计 46 第一节 拟定供电系统 46 一、综采工作面供配电设备 47 二、综采工作面供电系统 48 三、采区负荷统计表 49 第二节 电缆的选择 49 一、选择导线截面的一般原则 49 二、高压电缆的选择 51 三、高压电缆的选择演算 54 四、低压电缆的选择验算 58 五、向刮板输送机供电电缆的选择 60 （六）向带式输送机供电电缆选择 62 第三节 电气设备的选择 62 一、高压配电装置的选择 62 二、低压配电装置的选择 63 三、各设备对应的配电装置 64 设计参考资料 65 致　　谢 摘 要 本设计共三章，主要设计矿井综采工作面 (采煤机、刮板输送机、液压支架、破碎机、转载机、输送机、供电设备等) 机电设备选型设计。其中主要介绍了三机配套，综采工作面布置及配套设备，通过各设备相互配合和协调动作，实现落煤、装煤、运煤、支护、顶板控制，及工作面巷道运输等生产工序的全部机械化。以及介绍煤矿高、低压供电设备。 本设计是结合在校所学课程，对提高自我工作能力和培养解决实际问题的综合应用。 关键词： 综采工作面 机电设备 三机配套 供电设备 Abstract The design of a total of three chapters, the main design of mine fully mechanized working face (Shearer, scraper conveyor, hydraulic support, crushing machine, transfer machine, conveyor, power supply equipment ) electrical and mechanical equipment design. Mainly introduced the three machine, fully mechanized mining working face layout and supporting equipment, various equipment through mutual cooperation and coordination, implementation coal, coal, coal, support, control, and working face roadway transportation and production process in full mechanization. As well as the introduction of high, low voltage power supply equipment in coal mine. The design is a combination of courses, to improve self ability and cultivating the comprehensive application of solving practical problems Key words : fully mechanized coal face electrical and mechanical equipment three machine power supply equipment 第一章 矿井采区概况 1.1 第一节 井田概括 位置 1 地理位置 唐公沟矿井位于内交通蒙古自治区鄂尔多斯市东胜区西北部，行政隶属达拉特旗管辖。具体位于罕台川之东，添尔漫沟之西一带。其地理坐标为：矿井 东经：109°55′04″～109°56′18″ 北纬： 39°57′40″～ 39°58′57″ 2、交通 井田向西约7.5km至包神铁路朝脑沟装车站，向东7.5km至包府公路，向南8.0km至鄂尔多斯市东胜区万利镇。万利镇向南8.0km至东胜区。东胜区是内蒙古自治区西部地区政治、经济、文化中心及交通枢纽之重要城市，交通干线四通八达，公路、铁路形成网络，交通条件便利。 二、地形地貌及地表水系 矿区位于东胜煤田区域性分水岭“东胜梁”之北侧，区域性地形特征为南高北低，矿区内南北向的独贵沟梁是矿区内的天然分水岭，最高点位于矿区西南部边界处，海拔标高为+1422.8m，最低点位于矿区东北边界处的添尔漫沟底，标高为+1340.6m，最大地形标高差为82.2m，一般高差为50m左 矿区区域属高原侵蚀性丘陵地貌特征，地形纵横切割，形成梁峁、沟谷。基岩裸露，植被稀少。 矿区内中部形成的南北向独贵沟梁为区内一小型天然分水岭，西部沟谷水由东向西流入罕台川，向北注入黄河。东部沟谷水由西向东流入添尔漫沟，添尔漫沟水由南向北汇入罕台川后注入黄河。均为间歇性流水，只在丰雨期间形成短暂洪流。 三、构造 唐公沟煤矿煤层最大厚度4m，煤层倾角5°，煤层截割阻抗A＝375N/mm，顶板岩性：老顶为Ⅲ级，直接顶为2类，工作面设计长度为150m，设计年产量为500万t/a；掘进长度为2000m；运输顺槽长度为2000m；掘进工作面倾角为3°；原煤密度为1.3t/m 。 本矿煤层赋存条件较好，煤层为进水平煤层，煤层厚度适中，为4m，井型为大中型矿井，设计能力为500万t/a，直接顶为2类中等稳定顶板，老顶为Ⅲ类顶板，周期来压强烈，要求工作面支护强度较大。煤层发育有宽缓的波状起伏，煤田内未发现有岩浆岩体侵入，地质构造属简单类型。 四、顶底板岩性 本区各可采煤层顶底板岩石的岩性多为粉砂或砂质泥岩，局部为细粒砂岩。根据地质资料和矿井生产 经验 班主任工作经验交流宣传工作经验交流材料优秀班主任经验交流小学课改经验典型材料房地产总经理管理经验 ，顶板较破碎。 五、水源、电源 本区气候干旱，无长年稳定地表水体，地下水源也比较贫乏。地下松散岩类孔隙潜水含水岩组在各大沟谷中富水性较强，可作为小型水源地。 本矿井现有1座6kV变电所，两回6kV电源，一回引自罕台35kV变电所(主变容量为1×800kVA)，导线为YJV22-6kV,3×120mm2,185m, 已运行；另一回6kV电源线路引自万利一矿35kV变电所，导线为LGJ-120/9km，尚未运行。 本矿井目前装设3台250kVA，6/0.4kV变压器。 井田及周边电力供应充足，矿井又引进两回10kV线路，形成双回路供电，供电条件可靠。 六、煤质特征 矿区内煤呈黑色，条痕褐黑~黑褐色，弱沥青至强沥青光泽，均一或条带状结构，阶梯状、参差状断口，镜、亮煤富集带可见贝壳状断口、眼球状断口，层状构造，内生裂隙较发育，常有方解石及黄铁矿薄膜充填，燃点280°C左右，燃烧试验为剧燃，残灰为粉状，灰白~灰黄色。摩氏硬度2左右。 矿区内各煤层煤岩组分均为暗煤、丝炭为主，亮煤、镜煤以薄条带或透镜体夹于其中，由于区内煤的化学反应性好，抗碎强度高，热稳定性好，可做气化用煤，但由于区内煤层的灰熔点偏低，易结渣，故在利用时应注意。 七、瓦斯 根据详查报告对各可采煤层瓦斯成分的测定成果，煤层CH4含量很低，为0~0.01ml/g·燃，自然瓦斯成分中可燃气含量为0 ~0.46%，均为二氧化碳氮气带，均属瓦斯风化带，故矿区内煤层属低沼气煤层。 八、煤层 影响煤尘爆炸的主要因素是煤的挥发分产率，矿区内煤层的干燥无灰基，挥发分产率均较高，在34%以上，据原详查报告所采生产大样测试结果可知，火焰长度均大于400mm，抑制爆炸的最低岩粉量为70%，故区内煤层煤尘均有爆炸性。 根据详查报告测定结果：煤的着火温度300℃左右，还原样与氧化样燃点差△T1—3在25℃~39℃，属易自燃煤。 九、地温 据详查报告中对全区3个钻孔的测试：320m井温最大19.7℃，最小地温变化梯度1.7℃/100m，最大地温梯度3.3℃/100m，平均地温变化梯度3℃/100m，本区无地温异常，属地温正常区，区内井下采煤无地热危害。 十、地质勘探程度及存在的问题 由于唐公沟矿目前井田范围较小，资源量有限，勘探程度不高，总地质储量约111.15Mt，其中D级储量约48.47 Mt，占总地质储量的43.6%。因此，建议业主加大勘探程度，使低级储量转化为高级储量，同时进一步加强周边资源的整合力度，扩大井田范围，增加矿井的服务年限和生产能力。 井田已开采多年，因此后期开采过程中可能会有采空区积水泄入，矿井在建设和生产过程中应注意收集有关资料，并利用设计配备的探水钻，做好探放水工作，并坚持“有疑必探，先探后掘”的防治水原则。 本矿井为低瓦斯矿井，煤尘具有爆炸危险性，煤层容易自燃。地质资料关于煤层相关开采技术条件的部分参数为早期测试的结果，矿井在建设和生产过程中要注意收集相关资料并按照有关规程 规范 编程规范下载gsp规范下载钢格栅规范下载警徽规范下载建设厅规范下载 要求补充相应的技术参数测试和鉴定，及时根据鉴定结果采取切实可行的措施防止事故的发生。 矿井设计的主要依据为《内蒙古自治区东胜煤田万利矿区唐公沟煤矿资源储量复核报告》和矿井实际生产情况资料。但该报告重点是对井田煤炭资源储量进行复核，对水文地质条件以及开采技术条件的地质工作和描述尚显不足，所以矿井在建设和生产过程中应重视地质资料的收集整理工作，并根据地质条件的变化情况及时调整生产及安全措施。如矿井井下涌水量有增大趋势时，应及时扩建井底排水系统；如煤层发火趋于严重时，要及时提高注氮系统的能力等安全措施。 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，设计确定工作面的方法为综采煤层走向长壁采煤法一次采全高. 第二章 机械部分选型设计 由于综采设备机型日益增多，各机型又有各自不同的优势，根据煤层赋存条件，工作面生产能力及设备新旧接替的要求，经常采用国产和引进设备交叉互配使用，而国产设备间的多种匹配是必然的，不同采煤机、输送机和液压支架可配套成多种合理的成套设备。但只有选型合理、配套恰当，才能获得良好的使用效果。因此，要使综采工作面“三机”（采煤机、刮板输送机和液压支架）都能发挥最大的生产能力，就必须在性能参数，结构参数，工作面空间尺寸以及相互联接的形式、强度和尺寸等方面互相匹配。 三机配套原理图如下： 第一节 综采工作面三机配套选型设计 滚筒式采煤机是目前国内外采煤机械的主要类型，现在已经研发和生产出很多类型，她与刨煤机相比有许多优点：采高范围大，对各种煤层适应性强，能截割硬煤，并能适应较复杂的顶板条件，还有利于实现综采设备的配套和自动控制。因而，在国内外煤田开采领域，双滚筒采煤机得到了广泛的应用，现代滚筒式采煤机应具有如下特征： （1）装机功率能满足采煤生产率要求； （2）截割机构能适应每层厚度变化而可靠工作，牵引机构能在工作过程中随时根据需要改变牵引速度，并能实现无级调速，以适应煤质硬度变化正常发挥机器效能； （3）机身所占空间尽量小，对薄煤层采煤机尤为重要； （4）可拆成几个独立的部件，以便入井和运输，也便于拆装和检修； （5）所有电器设备都具有防爆性能，能在有煤尘瓦斯爆炸危险的工作面内安全工作； （6）电机传动装置和牵引部等具有超负荷安全保护装置； （7）具有防滑装置，以防采煤机沿煤层倾向自动下滑； （8)具有内外喷雾灭尘装置； (9）工作稳定可靠，操作简便，操作手把和按钮尽量集中，日常维护工作量小而容易。 采煤机选型原则： ①适合特定的煤层地质条件，并且采煤机采高、截深、牵引速度等参数选取合理，有较大的实用范围； ②满足工作面开采生产能力要求，采煤机实际生产能力要大于工作面设计生产能力10%～20%； ③与液压支架和刮板输送机相匹配。 影响采煤机选型的主要因素： 煤层的力学特性、厚度和倾角，工作面生产能力。 （一）采煤机性能参数的计算与决定 1.采煤机直径的选择 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 excel标准偏差excel标准偏差函数exl标准差函数国标检验抽样标准表免费下载红头文件格式标准下载 直径相近的数值。 D=(0.52～0.6)×4=2.08～2.4(m) 设计取2.3m。 2.截深的选择 截深的选择，受煤层厚度、煤质软硬、煤层倾角、顶板岩性、顶板稳定性、截割阻抗、及液压支架的推移步距影响。在薄煤层中，由于工作条件困难，采煤机牵引速度受到限制，为了保证适当的生产率，宜用较大的截深（可达0.8～1.0m）；反之在厚煤层中，由于受输送机能力和顶板易冒顶片帮条件的限制，宜用较小的截深，所以设计选取截深为0.8m。 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。滚筒转速是设计截割部的一项重要参数，新型采煤机直径2.0m左右的滚筒转速为25～40r/min左右，因为直径越大滚筒转速越小，所以设计取35转/分。 滚筒直径为2.3m，转速为35转/分，则根据式V = Dn/60可计算出截割速度为4.21米/秒。 式中：V -----截割速度，m/s; D-----滚筒直径，m; n-----滚筒转速，r/min. 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机率有关。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机率，我国平均水平在0.6～0.8左右。设计取正常开机率为65％。 采煤机最小设计生产率由下式计算： 式中： Qh-----采煤机最小设计生产率，t/h; Q -----要求的工作面年产量，500万吨； D-----年生产天数，330d; f-----能力富裕系数，1.40； N-----日作业班数，1班； M-----每日检修班数，1班； t-----每班工作时数，6h; k-----开机率，0.65。 则：Qh =500 10 EMBED Equation.3 1.40 /[330 (4-1) 6 0.65]=1813t/h 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 = 式中： -----采煤机的平均截割牵引速度，m/min; Qh-----采煤机可实现设计生产率，1813t/h； H-----采煤机平均采高，4m； B-----采煤机截深，0.8m； γ-----煤的容重，1.30t/m3； C-----工作面回采率，0.93； K-----有效割煤时间利用率，0.85。 则： = = =9.189m/min （2）根据截齿最大切削厚度决定的牵引速度 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6，n根据上面的计算取35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50mm。 则： m/min 式中：h’max-----截齿在齿座上伸出长度的70％，取50mm。 则： （3）按液压支架的推移速度决定牵引速度 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＝9.2m/min (4)采煤机生产率的确定 采煤机的牵引速度确定后，则采煤机的理论生产率Q 为： Q ＝60HBVγ t/h 将上述确定的直带入公式求得采煤机的理论生产率为： Q ＝60×4×0.8×9.2×1.3＝2296.32（t/h） 实际平均生产率要与配套运输设备的运输能力相适，用下式计算： Q=K K Q 式中：K -----采煤机辅助工作时间（如: 调动机器、更换截齿、开切口、检查机器和排除故障等）折算系数，一般取0.7； K -----停机时间（如：处理输送机和支架的故障，处理顶板事故等）折算系数，一般取0.65。 则： Q= K K Q =0.7 0.65 2296.32=1044.8（t/h） 6.采煤机装机功率 装机功率包括截割电动机、牵引电动机、破碎电动机、液压泵电动机和机载增压喷雾泵电动机等电机功率总和。 装机功率由下式估算： P=Q EMBED Equation.3 H =1813 0.7=1269.1(kw) 式中：P-----装机功率，kw； Q -----采煤机的生产率，1813t/h; H -----比能耗，一般0.6～0.7，取0.7。 7.采煤机的牵引力 根据经验统计，采煤机牵引力一般为其装机功率数值的0.5～1倍。（二）初选采煤机及配套设备 根据采高，滚筒直径，截深，生产率，装机功率，牵引力及牵引速度，初步选择采煤机型号为MG650/1480-WD，查阅相关资料与之配套的刮板输送机型号为SGZ880/800。 采煤机的主要技术参数如下： 1、采高范围： 2.0～4.34m 2、机面高度： 1615mm 3、过煤高度： 685mm 4、最大卧底量： 440mm 5、煤质硬度： 硬或中硬 6、适应工作面倾角： 0～15° 7、适应工作面走向倾角： 0～8° 8、供电电压： 3300V 9、供电频率： 50Hz 10、总装机功率： 1480Kw 11、截割电机功率： 650Kw×2 12、牵引电机功率： 75Kw×2 13、泵站电机功率： 30Kw 14、滚筒直径： φ2300mm 15、滚筒截深： 800mm 16、滚筒转速： 29.7r.p.m 17、摇臂回转中心距： 8120mm 18、牵引力： 750～450KN 19、牵引速度： 0～9.4～15.6m/min 20、主机重量： 约70t 21、牵引型式： 交流变频调速， 销排无链，节距147mm 22、灭尘方式 内外喷雾 23、拖电缆方式 自动拖缆 24、主机外形尺寸 15000 2495 1570mm 25、最大计算生产能力 2650t/h 26、最佳配套运输机型号 SGZ880/800 1.1.1 （三）初选采煤机主要技术参数的校核 1.最大采高的校核 本设计最大采高hmax为4m，滚筒直径D为2.3m，因本采煤机无底托架，1 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＞1.62＋0.033＋0.15=2.10m 工作面最小采高2.3m，选型满足最小采高的要求。 3.卧底量校核 最大卧底量Kmax按下式计算： Kmax＝ -A 式中，βmax-----摇臂向下摆动最大角度，20° 则：Kmax＝ =415.6（mm） 查表得MG650/1480-WD采煤机最大卧底量440mm，计算值小于实际值，满足要求。 4.工作面生产能力的校核 工作面长度150m,采煤机截深为0.8m，采煤机开机率为65%，采煤机平均割煤速度按9.2m/min，则每刀割煤所需时间： （150+2 50）/9.2=27.17min,取27min。 每日三班生产，一班检修，每日有效工作时间6 =702min; 每日进刀702/27=26刀； 工作面年推进度：26 =6864m; 工作面生产能力按下式计算： Q =I M L r C K 式中：Q -----工作面生产能力，t/h； I-----工作面长度，150m; M-----工作面采高，4m; L-----年推进度，6864m; r-----没的实体容重，1.3t/m ; C-----工作面回采率，93%； K-----掘进煤，一般取1+5%。 则：Q =150 EMBED Equation.3 5.23Mt/a 经计算，工作面年产量为5.23Mt/a，此矿井满足年产500万吨的要求。 5.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，2650t/h H-----平均采高，4m B-----采煤机截深，0.8m γ-----煤的实体容重，1.3t/m3 则： 设计选取得截割牵引速度为9.2m/min，计算值大于选取值，满足要求。 6.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＝K2G＋fD（cosα－K2＋2K3）±Gsinα 式中：f-----摩擦系数，取平均值0.18; D-----截割阻抗，375N/mm; K1-----经验系数，取0.7; K2-----估算系数，取0.2; K3-----侧面导向反力对牵引阻力影响系数，导向板在采空区侧布置，煤层倾角为5°，取0.402。 当向上牵引时，取正号；向下牵引时，取负号。 则：T =308.75KN,T =186.73KN 所选采煤机牵引力满足要求。 1.1.2 二、工作面刮板输送机的选型设计 刮板输送机选型原则： ①刮板输送机的运输能力应大于采煤机最大生产能力，一般取1.2倍； ②要根据刮板链的负荷确定链条数目，结合煤质硬度选择链子结构型式； ③应优先选用双电机双机头驱动方式； ④应优先选用短机头和短机尾； ⑤应满足采煤机的配合要求。 （一）设计原始资料 1.回采工作面生产能力Q Qc＝60hBγV 式中：h-----回采平均高度，4m; B-----滚筒截深，0.8m; γ-----原煤容重，1.3t/m ; V-----采煤机牵引速度，9.2m/min。 则：Q＝60×4×0.8×1.3×9.2=2296.32（t/h ） 实际生产率： Q =K K Q 式中：K ----- 辅助工作时间折算系数，取0.7； K -----停机折算系数，取0.65。 则：Q= K K Q =0.65 0.7 2296.32=1044.8t/h 由采煤机型号确定最佳配套刮板输送机的型号为SGZ-880/800。 技术参数如下： 1、设计长度： 250m 2、运输量： 1500t/h 3、链速： 1.1m/s 4、减速器速比： 38.25 5、电动机型号 DSB-40 6、额定功率 400kw 2 7、额定电压： 1140V 8、额定转速： 740/1480r/min 9、刮板链形式： 中双 10、规格： 34 126-2（mm） 11、链环破断力： 1450KN 12、链条中心距： 160mm 13、每米质量： 65kg 14、长 宽 高: 1500 800 344(mm) 15、水平可弯角度: 1 16、垂直可弯角度： 3 2、刮板输送机的铺设长度L（m） 设计工作面长度为150m，刮板铺设长度为150m。 3、刮板输送机的铺设倾角（β） 煤层倾角为5°，刮板输送机的铺设倾角最大按5°考虑。 1.1.3 （二）SGZ-880/800刮板输送机的验算 1.验算运输能力 刮板输送机的运输能力为： Q＝3600F EMBED Equation.3 V 式中：F-----运行物料的断面积，经过SGZ880-800型刮板的运行物料断面积为0.43m2 -----煤的散碎密度，计算时一般取0.9t/m3 -----装满系数，查表得0.9 V-----刮板链运行速度，1.1m/s 则：Q＝3600×0.43×0.9×0.9×1.1=1379.268t/h＞Qs＝1044.8 t/h 所选刮板输送机适合。 2.运行阻力计算 （1）重段的总阻力 Wzh＝（qω＋q1ω1）Lgcosβ （q＋q1）Lgsinβ 式中：q-----中部槽单位长度货载质量，kg/m; q＝1000F ＝1000×0.43 0.9=387kg/m; q1-----刮板链单位长度质量，65kg/m; ω-----物料在中部槽中运行阻力系数，取0.7； ω1-----刮板链在中部槽内运行的阻力系数，取0.3； L-----刮板输送机的铺设长度，150m； β-----刮板输送机的铺设倾角，5°。 则：Wzh＝（qω＋q1ω1）Lgcosβ－（q＋q1）Lgsinβ =（387 =367354N （2）空段的总阻力 Wk＝q1Lg（ω1cosβ+sinβ） 上述式中，“＋”、“－”的选取，该段向上运行时去“＋”，向下运行时 取“－” 经计算，Wk＝36884N （3）最小张力点的的确定与张力的计算 按逐点计算法得： S =S +W S =S +W 因双电机驱动，故：S > S ，S > S 运行阻力：W =1.2（W + W） 按上下端平均分担负载 ,上下链轮应给出的牵引力为： P =P = =0.6（W + W） 则：S - S =0.6（W + W） 与上式联立方程得：S - S =0.6 W -0.4 W 因: (0.6 W -0.4 W)>0, S > S 即沿倾斜向下运煤“3”点的张力最小。 为了限制刮板链垂度，保证链条与链轮正常啮合平稳运行，刮板链每条链子最小张力点得张力，一般可取2000～3000N，可由紧链装置来提供。 S =S =2×2500=5000N 其他点的张力： S = S + W =5000+367354=372354 N S = S -0.6（W + W）=372354-242542.8=129811.2 N S = S + W=129811.2+36884=166695.2 N 3.牵引力及电动机功率计算 设计为机采工作面，刮板输送机的总牵引力为： W0＝1.2 (Wzh＋Wk) ＝1.2 (367354+36884) =485085.6N P＝ 即上下端电机功率分别为： P =P = =333.5KW 考虑到采区的电压降，双机头驱动电机负荷不可能均匀，以及难以计算的额外阻力，需要考虑15～20%的备用量。 P =333.5×1.15=383.5KW<400KW 由计算知，所选刮板输送机的电机功率满足要求。 4.刮板链的预紧力和紧链力计算（略） 刮板链的预紧力和紧链力，以保证链条与链轮的正常啮合平稳运行为宜，每条链子一般按2000～3000N考虑。 5.验算刮板链的强度 刮板输送机刮板链的安全系数为: K＝ EMBED Equation.3 4.2 式中：K-----刮板链抗拉强度安全系数； n-----链条数，单链1，双链2，取n=2； λ-----两条链子 负荷分配不均匀系数，单链λ=1，双链λ=0.85； S -----一条刮板链的破断力，1450000N； S -----刮板链实际承受的最大张力值； S =S =372354N 则： K= =6.62 4.2 计算出的安全系数满足K 4.2,说明链子的强度满足要求。 1.1.4 三、液压支架的选型设计 液压支架选型原则： ①支护强度与工作面矿压相适应； ②支架结构与煤层赋存条件相适应； ③支护断面与通风要求相适应。 （一）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4m，倾角5°，煤层赋存条件较好。 本矿工作面煤层直接顶为2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Ⅲ级顶板，周期来压强烈，对支架支护强度的要求较高。 （二）液压支架的选型 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。 由于本工作面的直接顶类别及老顶级别均以确定，所以可直接根据“适应不同类级顶板的架型及支护强度表”直接选择。 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掩护式。虽然该支架结构复杂，成本较高，但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。 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，4m； h -----煤层最小厚度，取3.5m; 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300mm; S2-----顶板最大下沉量，取300mm; 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＝4＋0.3＝4.3m H ＝3.5－0.3-0.1-0.1=3m 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5～8，设计取7; H——最大采高，4m; R——岩石容重，一般取2.5t/m3。 则： q＝7×4×2.5=70 t/m3 (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：82 t/m2 据以上计算及查表选取，确定支架支护强度为82t/m2。 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ZZ5200/22/42型。 该支架技术参数如下： 工作阻力： 5200kN 支架高度： 2200～4200㎜ 底板比压： 1.58MPa 支护强度： 0.82MPa 推溜力： 223KN 拉架力： 410KN 5.工作阻力的校核 支架支撑顶板的有效工作阻力为： Q=9F 式中：F-----支架支护面积，㎡； F=(L+C)(B+K)=6.15㎡ L-----支架顶梁长度，3.8m; C-----梁端距，0.3m； B-----支架顶梁宽度，1.2m; K-----架间距，0.3m。 即：Q=9F=70×6.15=430.5（吨力） （三）单体液压支柱工作高度，支护强度及型式的选择 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4m，3.5m; c——顶梁高度，100mm; s——最大控顶距处顶板顶板下沉量，300mm; a——支柱卸载高度，80mm。 则： Hmax＝4－0.1=3.9（m） Hmin＝3.5－0.3－0.1－0.08=3.02（m） 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： 按照4m采高，进行选取支护强度为： 7×4×2.5=70(吨/米2)即0.70MPa。 支护密度：70÷25=2.8（根/m2） 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0.8m，铰接顶梁的长度取截深的整数倍。 1.1.5 （四）、顺槽转载机的选择 转载机安装在采煤机工作面下顺槽，是将工作面运出的煤转载到胶带输送机上的中间转载设备，同时输送机伸缩时减少输送带的拆装次数。 桥式装载机实际是一种结构特殊的短刮板输送，其传动系统和驱动装置与刮板输送机相同。主要特点是机身有一段悬桥结构，用来与可伸缩胶带输送机搭接，当工作面刮板输送机向煤壁推移后，转载机亦沿顺槽方向整体移动相应的距离。当装载机移动到搭接的极限位置时，胶带输送机缩短，以使装载机仞可逐渐前移。 1.选择原则 （1）转载机的运输能力要稍大于工作面刮板输送机的运输能力； （2）顺槽转载机的机尾与工作面刮板输送机的连接处要配套； （3）顺槽转载机的零部件与工作面的刮板输送机的零部件尽可能通用 2.转载机选择验算 依据以上原则，初选SZZ900/315型顺槽转载机，进行溜槽断面和电动机功率的校核；转载机溜槽断面校核同刮板输送机基本吻合，经效验SZZ900/315型装载机满足要求。 转载机的技术特征： 型号： SZZ900/315 标准长度： 45m 链速： 1.8m/s 圆环链： 34×126 输送量： 2200t/h 1.1.6 五、破碎机选型 在机械化采煤工作面中，破碎机安装在刮板转载机的落地段，并与之连为一体配套使用，其用途是将工作面采下的大块煤破碎到所要求的颗粒度，然后经转载机均匀地送入带式输送机，以满足带式输送机对煤块度的要求，避免输送过程中，因煤块自滚，导致砸伤输送带及输送机翻车，大块煤堵塞煤仓漏煤嘴等现象。 破碎机的类型较多，使用时按物料的物理性质、粒度、生产量、用途等进行选择，对于机械化采煤工作面，与转载机配套使用的破碎机有颚式破碎机和锤式破碎机两大类。颚式破碎机的生产能力较低，只适宜破碎中等硬度的煤，锤式破碎机生产能力大，可破碎普氏硬度f 4.5的硬煤，与重型转载机配套使用的一般为锤式破碎机。 本设计选用PCM110型的矿用锤式破碎机，功率为110KW，额定电压为1140V。 1.1.7 六、乳化液泵站的选择 乳化液泵站是采煤工作面的一种重要的设备，它是液压支架和外注式单体液压支柱的动力源，乳化液泵端站由乳化液泵，乳化液箱和其他附属设备组成，具有完善的控制，过滤及安全保护功能。 （一）、乳化液泵站的初选 结合乳化液压支架及相关液压系统的参数，初选XRB2B-80/200 型乳化液泵站。 （二）、乳化液泵站的参数计算 从泵的工作原理可知，其流量取决于工作容积变化的大小，比及柱塞在单位时间内变化的次数，而理论流量为： Q= 式中：D-----柱塞直径，mm； S-----柱塞行程，mm； n-----柱塞每分钟往复次数； Z-----柱塞数目。 实际上，因为乳化液泵有泄漏损失，所以泵的实际流量比理论流量小一些，某一具体的浮化液泵，它的柱塞直径，行程，往复次数和数目都是一样的 从理论上分析，乳化液泵的流量与压力无关，但实际上随着压力的升高，由于泄露的增加，因而流量要有所减少。 2.乳化液泵的压力 乳化液泵在工作时要克服外部负载及管道阻力，所以泵的压力是随着负载及管道阻力的大小而变化的，如单柱在升柱时将受负载阻力F的作用，于是油腔下腔的油液产生压力，其值P可用下式计算： P= (MP ) 式中：F-----单柱所受的负载阻力，KN； A-----活塞下端的断面积，mm。 通过上述计算校验得，所选XRB2B80/200型乳化液泵符合工作面支护要求。 3. XRB2B80/200乳化液泵站配件 型号： XRB2B80/200 排液接头： XRB2B.0101-2L 接头： XRB2B.0101-2G 柱塞： XRB2B.0101-2A 钢套螺堵： XRB2B.0101-4 螺母： XRB2B.0101-5 1.2 第二节 顺槽胶带输送机的选型设计 1.设计原始资料: 带式输送机的铺设长度，1500m； 带式输送机的铺设倾角，1～3°； 顺槽设计运输生产率，Qc=1500t/h； 物料的松散密度，0.9t/m3； 物料中的最大块度尺寸，300mm； 物料堆积角，30°。 2.胶带输送机的工作原理图： 1.2.1 一.胶带输送机的选择 计算的主要内容为： 输送能力与输送带宽度计算； 运行阻力、输送带张力的计算； 输送带强度的验算； 牵引力及电动机功率的计算。 根据上述资料，初选顺槽带式输送机型号为：DSJ120/200/2×250型可伸缩带式输送机。其技术参数如下： 型号 带宽 输送量 带速 输送距离 伸缩式尺寸 储带长度 电动机 长度 轨距 功率 电压 DSJ120/200/2×250 1200mm 2000t/h 3.5m/s 1500m 15m 1572mm 100m 250×2KW 660/1140V 1.2.2 二、输送机输送能力与输送带宽度的验算 1.验算带式输送机的运输能力 带式输送机的运送能力用下式计算： Q＝kB2vγc=458×12×3.5×0.95×1=1522.9t/h 式中：B-----输送带的宽度，1m； k-----物料断面系数，查表取458； v-----输送机的带速，3.5m/s； γ-----物料松散密度，0.9t/m3 C-----倾角系数，1。 Q＞Qc，输送机的选择满足运输的要求。 2.输送带的宽度验证 物料最大块度为300mm，则输送带的宽度应满足下式： B≥2×300＋200mm＝800mm 设计带宽1000mm，满足运输要求。 1.2.3 三、计算输送带的运行阻力 1.重段直线段的运行阻力： Wzh＝（q＋qd＋ ）Lg cosβ±（q＋qd）Lgsinβ ＝（104＋23.1＋15.75）×1500×9.8×0.04×COS3-(104 +23.1)×1500×9.8×Sin3 ＝-13902（N） 式中：Wzh-----重段运行阻力，N; q-----单位长度输送带上物料的重量，kg/m q＝Qc/3.6v=1500/3.6·4=104kg/m; qd-----单位长度输送带的重量，查表23.1kg/m; L-----输送机铺设长度，1500m; ω＇-----输送带沿重段运行的阻力系数，查表取0.04; -----重段单位长度上分布的托辊旋转部件的质量，经计算取15.75kg/m; -----输送带铺设倾角，3 。 2.空段直线段的运行阻力 Wk＝（qd＋ ）Lg cosβ±qdLgsinβ ＝（23.1＋5.36）×1500×9.8×0.035×COS3+23.1×1500×9.8×Sin3 ＝32394.3N 式中： -----空段单位长度上分布的托辊旋转部分的质量，经计算取5.36kg/m; -----输送带沿空段运行时的阻力系数，查表取0.035. 3.输送带张力的计算 （1）张力计算图如下： （2）输送带各点张力的计算 为简化计算，输送带绕经滚筒的两项阻力按输送带的张力增加5%计算。依逐点计算法得: S =1.05S S = S +W =1.05S +(-13902)= 1.05S -13902 S =1.05S =1.1S -14597 S =1.05 S =1.2S -16057 S = S +W =1.2S +16337 本机为双滚筒驱动，取 =420 ;胶面驱动滚筒、采区空气潮湿取 =0.25；摩擦力备用系数取n=1.2。按摩擦牵引力条件得： S =S (1+ )=5.36S 联立上二式得：S =3007.5 N 将S 的值代入上列各关系式得： S =16120.2 N S =16926.21 N S =3024.21 N 按重段输送带最大允许垂度的要求，重段的最小张力点S 应不小于按下式求得之值： S =5（q+q ）L gCOS 将重段托轮间距L =1.2m带入得： S =5（104+23.1）×1.2×9.8×COS3 =7463.2 N 令S =7463.2N，以此为准，按上列各点张力的关系式求算各点张力得： S =21365.2 N S =20347.8 N S =7785.6 N S =8360.4 N S =40754.4 N 4.拉紧力 在图示位置的拉紧装置应具有的拉紧力为： H=1.05S + S =1.05×7785.6+8360.4=16535.3 N 此拉紧力是按稳定运行条件计算的，启动和制动工况下还要按加、减速度的惯性力，增大拉紧力，以免输送带在驱动滚筒上打滑。 5.输送带强度的验算 选用680S型阻燃输送带的拉断强度为680N/mm，带宽B=1200mm，则安全系数为： m= = =20 12 所选胶带输送机强度满足要求。 1.2.4 六、牵引力及电机功率计算 输送机主轴牵引力为： F0=S6－S1＋0.05(S6＋S1) ＝40754.4－20347.8＋0.05(40754.4＋20347.8) ＝23461.7N 电动机功率： N＝ 式中：N-----电动机功率，KW; F -----驱动滚筒牵引力，23461.7N; -----输送带运行速度，3.5m/s; -----减速器的机械效率，取0.85； K-----功率备用系数，K=1.15～1.20。 通过上述计算，说明所选带式输送机的电机容量2×250KW，满足要求。 1.3 第三节 掘进设备的选型 1.3.1 一、工作面概述 1.该工作面煤层顶板岩石的岩性多为细粉砂质泥岩，局部为细粒砂岩，根据地质资料和矿井生产经验，顶板较破碎。 2.工作面倾角为1～3 ，掘进长度为2000m，煤层厚度为4m。 3.该工作面煤层中瓦斯含量很低，0～0.01ml/g 燃，自然瓦斯成份中可燃气体含量为0～0.46%，均为二氧化碳氮气带，均属瓦斯风化带，故该工作面为低瓦斯矿井。 4.本井田水文地质条件简单，影响矿井安全生产的充水源主要为四系松散潜水含水层静储量，在煤层基岩厚度较小区域，煤层采动后，若冒裂带导水裂隙与该含水层导通，潜水含水层便可能沿裂隙涌入井下，对矿井安全生产构成威胁，基层裂隙含水微量，含水性弱，静储量小，补给条件差，根据该矿井及临近矿井历年开采情况，采动冒落后，不会对矿井安全生产构成威胁。 根据现有地质资料和该矿井扩大区面积推测本矿井正常涌水量为40m /h。 1.3.2 二、巷道断面和支护形式 矿井井下主要巷道均为煤巷，根据×××煤矿成熟的经验，设计煤巷以矩形断面为主，由于本矿煤层易自然，自然发火期为2～3个月，且煤层易风化，所以采用锚网喷支护，对煤层进行封闭，对地质构造复杂和围岩破碎段加设锚索、钢带等特殊支护。 在工作面及顺槽内，采用液压支架和 型梁加强支护，以承受因工作面采动影响而增加的移动支撑压力。 （一）掘进方式选择 目前，我国机械化矿井煤巷掘进主要有煤巷掘进机和连续采煤机二种机械化掘进方式。 煤巷掘进机设备成套设备费用低，且早已在我国生产矿井中广泛使用，有着非常成功的技术和生产管理经验，它能掘各种形状的断面，适应能力强，由于综掘机后配有胶带转载机和可伸缩带式输送机，可实现长距离单巷掘进。连续采煤机设备多需进口，设备及配件费用高，该设备在我国起步较晚，主要用于矩形巷道断面掘进，适应能力差。其优点是既可用于房柱式采煤，又可用于煤巷掘进。用于掘进时一般掘、锚、装、运、平行作业，掘进速度快、工效高，易保持顶板完整性，支护及时。 设计根据矿区生产经验和本矿生产实际，采用煤巷综掘机掘进煤巷。 （二）巷道掘进进度指标 为保证本矿井建设的高质量、高速度，施工中要求采用新技术、新工艺和新设备，努力提高机械化水平。本设计为掘进工作面配备了比较先进的煤岩掘进机等设备，参照近年国内矿井实际井巷成巷水平，确定矿井主要井巷工程进度指标为600m/月。 1.3.3 四、掘进工作面个数和掘进机械配备确定 （一）掘进工作面个数 根据矿井的要求，设计配备1个煤巷综掘工作面。 （二）掘进设备的确定 根据本矿井的设计要求等煤岩性质，本矿井综掘工作面配备EBH-132型半煤岩掘进机，ZP—2胶带转载机，可伸缩带式输送机SSJ800/90，MTY-120C锚杆液压钻机等。 1.3.4 五、EBH-132掘进机技术参数 （一）型号含义 EBH-132型掘进机的型号含义如下： E-----掘进机; B-----半煤岩； H-----横切式； 132-----截割功率，KW。 （二）技术特征 1.工作机构 截割方式： 轴向截割、外伸缩式 功率： 132KW 截割头转速： 80r/min 伸缩行程： 420mm 截齿形式： 镐形 2.转运机构 装运行式： 星轮，双边链刮板输送机 驱动方式： 液压 装载宽度： 2.2㎜,2.8㎜（带有铲板） 运输链速： 1.3m/s 装运能力： 160m /h 3.行走机构 行走形式： 履带 驱动方式： 液压 最大功率： 2×35KW 行走速度： 5.11m/min 履带板宽度： 480mm 4.液压系统 泵站驱动功率： 90KW 油泵型号及数量： CBZ2063/050,2个；CBZ2063/050/040,3个 泵站总流量： 380L/min 系统工作压力： 23.15Mpa 马达型号及数量： AZF160W2P2,2个;MHM16-1400B,2个；NHM11-700I,1个 油缸数量： 10（含第二输送机，13个） 5.供水系统 喷雾及冷却水压力： 1.5Mpa 喷雾耗水量： 45L/min 喷雾喷嘴数量： 9个 6.电气系统 防爆型是： 隔爆型 供电电压： 1140V 控制电压： AC:190V,36V,24V,18V DC:24V 7.整机 外形尺寸（长×宽×高）： 0.24m×2m×1.8m 质量： 42.612t 总功率： 222（含第二输送机，233）KW 挖底深度： 280mm 1.3.5 六、管线吊挂 材料巷、皮带巷管路各为3趟，从上至下依次为：供水管、供风管、排水管。管路均吊挂在两巷的煤柱帮，在顶板上距煤帮50mm的位置打设一排专用吊挂锚杆（规格为φ20×2000螺纹钢树脂锚杆），配套固定镀锌扁铁连接片，用螺栓连接标准水管卡固定管路，吊挂间距为5米，管路之间采用标准水管卡连接，吊挂间距为5米。 供水管在两巷入口处均需安装一个DN150阀门和一个水质过滤器，并沿巷每500米安装一个水压表，每50m加设一个减压阀及DN50洒水三通；另外根据供水施救系统要求，供水管必须每隔1000m预留一个三通阀门，并向下延接一段管路，确保管路离底板高度为1.5m，且在管路未端安装一组供水阀门，工作面设置不少于一组的人体饮用水阀门组，饮水嘴与阀门组要设置配套的快速对接头。 排水管在沿巷低洼处需预留三通阀门，安设水泵进行排水。 所有管路必须吊挂平直、无起伏，且必须按规定刷标准防锈漆，供风管刷淡蓝色，供水管刷绿色，排水管刷黑色，水管卡刷银色；管路每隔100m要挂设标志牌，标明管路用途；每隔6米贴反光标志。 1.3.6 七、供风系统 工作面选用两台MLGF-20/8-132G移动式螺杆空气压缩机提供动力用风，空压机安置在回风联巷开口临时配电点处，材料巷、皮带巷均选用一趟DN100钢管供风，根据压风自救系统要求，供风管每500m要预留DN100三通，并向下延接一段DN100管路确保管路离底板高度为1.5m且在管路未端安设一组压风三通阀门装置和一组压风自救装置。 1.3.7 八、电气设备及电缆的型号的确定 （一）变压器选择 掘进工作面选择KBSGZY-1600KVA移变，提供巷道1140V动力电缆；选用KBSG-630KVA移变为采区变电所内660V供电移变，提供660V动力电源。 二.低压电缆型号选择 1.选择原则 根据《煤矿安全规程》及低压电缆的型号与电压等级，应选用专用移动型电缆。当电压为1140V、660V时选用MYP系列，型号分别为：MYP-1140 3×70+1×27和MYP-660 3×50+1×16 照明，信号选用MYQ0.38/0.66 3×2.5＋1×1.5矿用移动电缆。 注：MYP-1140 3×70＋1×27电缆载流量为：233A； MYP-660 3×50＋1×16电缆载流量为：170A。 设备选型及配套情况： 序号 设备名称 规格型号 容量 1 掘进机 EBH-132 132KW 2 刮板输送机 SGB620/40T 2×55KW 3 胶带转载机 ZP-2 55KW 4 胶带输送机 SJ-80SSJ800/90 90KW 5 锚杆液压钻机 MTY-120C 3KW 6 移动变电站 KBSGZY-1600 1250KVA 7 移动变电站 KBSG- 630 630KVA 8 局部通风机 FBD-NO7.1 2×30KW 9 水泵 BQW100-10-7.5 7.5KW 10 照明 ZXZ8-4 4KVA 3.掘进机供电电缆的选择 I = = =83.56 A 根据矿用橡套电缆长时允许载流量，查表得25㎜ 电缆为I =110A＞83.56A满足要求。同时，机械强度也满足要求，所以选用MYPJ—10—3×25电缆。 4.刮板输送机供电电缆的选择 I = = =69.6 A 根据矿用橡套电缆长时允许载流量，查表得16㎜ 电缆为I =85A＞69.6A满足要求。同时，机械强度也满足要求，所以选用MYPJ—10—3×16电缆。 5.胶带转载机供电电缆的选择 I = = =34.8 A 根据矿用橡套电缆长时允许载流量，查表得4㎜ 电缆为I =36A＞34.8A满足要求。同时，机械强度也满足要求，所以选用MYPJ—10—3×4电缆。 6.胶带输送机供电电缆的选择 I = = =56.98 A 根据矿用橡套电缆长时允许载流量，查表得16㎜ 电缆为I =85A＞56.98A满足要求。同时，机械强度也满足要求，所以选用MYPJ—10—3×16电缆。 7.局部通风机供电电缆的选择 I = = =38 A 根据矿用橡套电缆长时允许载流量，查表得16㎜ 电缆为I =85A＞38A满足要求。同时，机械强度也满足要求，所以选用MYPJ—10—3×16电缆。 根据计算，所选电缆见下表： 负荷名称 长时负荷电流（A） 长时负荷电流要求最小截面（mm2） 电缆截面(mm2) 掘进机 53.56 25 25 转载机 34.8 4 4 刮板输送机 69.6 16 16 局部通风机 38 6 16 胶带输送机 56.98 16 16 1.3.8 九、掘进工作面电气设备管理制度 1、井下停送电操作要严格执行矿停送电制度。 2、电缆沿线每隔500米、拐弯或分支点以及连接不同直径电缆的接线盒两端都应设置电缆标志牌。 3、掘进机等移动设备必须安设专用设施吊挂电缆，电缆不允许拖地。 4、掘进机使用维护保养要符合《作业规程》规定，停止截割时必须将开关打至零位并闭锁，截割头落地并加盖护罩。 5、在掘进过程中严格执行“有掘必探，先探后掘”的防治水原则，在巷道低洼处要打设标准水仓安置水泵进行排水，以确保安全生产。 6、掘进巷道打设临时配电点时，规格为3m×3m，高度与巷道断面高度一致，必须采用锚喷式不燃支护，墙体用白色防火材料喷涂，底板进行硬化，（硬化高度必须高出同水平巷道高度200mm），硐室应设置防护栏（颜色为天蓝色），护栏全部用40㎜×40mm的角钢焊接，中间用￠6的钢筋焊接，护栏边框刷红漆，中间红白相间，护栏应上锁，变台必须砌筑水泥基础，要求高200㎜，宽1500㎜，长2500㎜。设备与设备之间必须留有800㎜以上的检修、散热空间，设备与硐室壁之间必须留有500㎜以上的检修、检查空间。 7、所有机电设备入井前，必须经机电供应科防爆检查组检查，检查合格张贴防爆合格证后方可允许入井。开关设备漏电、接地、过流保护必须齐全、灵敏，否则严禁设备投入运行。 第三章 综采供电部分选型设计 1.4 第一节 拟定供电系统 一、综采工作面供配电设备 随着综合采煤机械化程度的提高，综采工作面设备的装机容量、电压等级和控制保护性能要求都在提高，因此为其配套的电气系统与地面其他场所使用的电气系统相比，出防护性能有特殊要求外，还具有以下特点： 1、供电系统中，高压直接进入采区，低压已达3.3KV，目前最大的移动变电站容量已超过3000KVA，且变压器中性点采用电抗器或电阻接地的方式，并与保护装置配合，以减少单相接地时的故障电流。 2、移动变电站全部采用干式变压器，一次侧电压为6KV～12.5KV，二次侧电压有5KV,4.16KV,3.3KV,2.3KV,1.1KV不同等级。自然冷却方式，耐压、过热系数高，以满足井下空间小，散热条件差，且安全性要求较高的特点。 3、变压器一、二次侧断路器均采用真空断路器，并带有可靠灵敏的保护。 4、在多回路、多控制 方案 气瓶 现场处置方案 .pdf气瓶 现场处置方案 .doc见习基地管理方案.doc关于群访事件的化解方案建筑工地扬尘治理专项方案下载 中，保护齐全的同时，控制开关向组合化、小型化方向发展。 5、控制、保护、通信、监测广泛使用单片机，PLC可编程控制器，计算机系统，使结构更加简单可靠，便于控制方案多样化、自动化和程序化 1.4.1 二、综采工作面供电系统 综采工作面供电系统主要由高压供电系统、变电系统和低压配电系统三部分组成。 综采工作面供电系统图 1.10KV高压供电系统 由高压配电箱、高压双屏蔽软电缆和高压电缆连接器组成10KV高压供电系统，高压配电箱接受从地面变电所送入井下的高压电能，并经高压电缆向综采工作面的移动变电站输送高压电能。 10KV高压配电箱采用真空断路器，断流容量可达1000MVA，在其范围内发生的短路、漏电、过载和欠压等电气故障均由保护装置动作于高压开关，实现保护动能。同时，也是移动变电站二次侧短路故障的后备保护。 10KV高压供电系统采用插拔式高压电缆连接器，电缆在移动变电站移动时拆装方便。采用带有监视线的高压双屏蔽电缆，与高压开关中的漏电监视保护装置相配合，如果发生电缆故障，就能提前切断电源，从而确保10KV高压对采取的供电安全。 2.变电系统 变电系统由移动变电站构成，通过三相隔爆干式变压器将10KV高压变换成1140V的动力电压，作为综采工作面动力设备的工作电压。移动变电站应尽量设在靠近工作面的地方，通常离工作面50m～300m，以缩短低压1140V供电电缆的长度，减少电压损失，提高供电质量。 3.低压1140V配电系统 移动变电站送出的1140V接至低压隔爆馈电开关，通过馈电开关的控制和保护，由屏蔽橡套电缆接至电磁启动器，给综采工作面中用电设备供电。 低压亏电开关和电磁启动器均装有过流保护装置，通过合理整定能较好地实现采区短路故障的选择性保护和后备保护 自动馈电开关和电磁启动器内设有漏电闭锁单元，当线路发生漏电时，漏电继电器动作，有漏电故障指示并进行自锁，防止在线路漏电情况下合闸送电，并根据信号指示寻找漏电故障，及时进行修复。 1140V供电线路采用分相屏蔽电缆，以配合漏电保护装置。一旦电缆漏电，就可以切断电源，防止应漏电导致短路故障，确保安全供电。 1.4.2 三、采区负荷统计表 序 号 名 称 型 号 电机数 额定功率Pn/kW 额定电压Vn/V 1 采煤机 MG650/1480-WD 2 1480 3300 2 刮板机 SGZ-8800/800 2 800 1140 3 顺槽带式机 送机 DSJ120/200/2×250 2 500 1140 4 顺槽转载机 SZZ900/315 1 315 1140 5 破碎机 PCM－110 1 110 1140 6 乳化液泵 XRB2B－80/200 2 200 1140 7 喷雾泵 XPB－250/55 1 55 1140 8 小水泵 BQW100-10-7.5 2 15 1140 9 照明 ZXZ8-4 若干 0.5 127 10 局部通风机 FBD-NO7.1 2 11 1140 11 煤电钻 MTY-120C 1 1.2 127 1.5 第二节 电缆的选择 1.5.1 一、选择导线截面的一般原则 （1）按长时允许负荷电流选择导线截面，使导线在最大负荷下长时工作而不过热，即不超过其长时允许温度。 （2）按允许电压损失选择导线截面，使线路末端的用电设备有足够的工作电压 （3）按经济电流密度选择导线截面，使输电线路的年运行费用最低，达到经济供电的目的。 （4）按机械强度选择导线截面，避免在移动或安装过程中断线，或受砸压而损坏，以保证供电的安全运行。 （5）按短路时的热稳定条件选择导线截面，使导线通过短路电流时不致超过其短时允许温度。 1.5.2 二、高压电缆的选择 1．移动变压器容量、台数确定 ①给3300V系统供电的变压器 式中：SBJ-----变压器的计算许用容量，kVA -----联结到变压器的用电设备的总额定容量，1480kW cosψpj——电动机加权平均功率因素，综合机械化采煤面取0.7 -----需用率，按下式计算: =0.4+0.6 P -----最大电机的功率数，1480kW。 则： =0.4+0.6× =0.663 经计算电力负荷总视在功率为： = =1401.8KVA 根据计算，选用KBSG－T-2OOO/10/1.2(0.69)矿用隔爆型移动变电站可以满足供电需求。 ②给1140V系统供电移变的选择： 计算电力负荷总视在功率： =0.4+0.6× =0.67 则： ＝ 根据计算负荷，选用KBSG－T-2000/10/1.2矿用隔爆型移动变电站一台可以满足供电需求。 2．高低压电缆的选择型号 根据供电系统，高压电缆的需用包括以下几个部分： ①采区变电所内高压配电箱到工作面KBSG－T-2000/10/1.2型移动变电站的电缆，取长度1400m。 ②采区变电所内高压配电箱到综采面顺槽内KBSG－T-2000/10/1.2型移动变电站长度1400m。 上述电缆的电压等级６kV级双屏蔽监视型高压软电缆，电缆型号，UCP－3×50＋1×16． ③移动变电站变压器二次从馈电开关到工作面1140V用电设备的电缆选用UCPJR3×95＋1×50＋2×2.5－0.66/1.14型橡胶软电缆。 3.以综采工作面采煤机组电缆的选择进行计算 电缆长度：Lsx＝1.1×（110＋150）＝286m 取电缆长度为300m 1.5.3 三、高压电缆的选择演算 （一）向1号～3号移变供电的高压电缆 1．按经济电流密度选择主截面 I = 其中： =0.4+0.6 =0.4+0.6× =0.67 式中： -----综采工作面所有用电设备额定功率之和，KW； -----加权平均功率因数,取0.9； -----电缆所带负荷的加权功率因数，取0.9。 则：I = =168.3 A 由于三班作业，年工作小时数在5000以上，所以选用动力电缆（铜芯电缆），查表得经济电流密度I =2.0A/㎜ 。 经济截面：A = = =84.15㎜ 初选截面积95㎜ 高压电缆。 2.按长时最大允许负荷电流校验 查表可知，95 mm2的铜芯橡套电缆的长时允许电流Ip=215A,大于其工作电流I =168.3A,所以满足要求，又因为该电缆经常移动，故确定所用型号MYPJ——10－3×95矿用橡套移动非金属屏蔽监视电缆。 3.按热稳定条件校验电缆截面 电缆首端三项最大短路电流： I = = =5498.57A 式中：I -----通过电缆的最大短路电流; S -----电源母线上的短路容量或断路的断流容量,查资料,一般10KV 供电系统选取 100MVA; U -----电源母线上的平均电压，查表得U =10.5×103V。 A =I EMBED Equation.3 =5498.57× =18.96mm2＜95mm2 式中: A -----电缆的最小热稳定截面，mm2； C-----热稳定系数，与电缆材料和短路最高允许温度有关，查表取C=145； t -----短路电流的假想作用时间，取t =0.25s。 由计算结果可知，热稳定条件校验电缆截面满足要求 4、 按允许电压损失校验电缆截面 查表得：MPQ-3×70型电缆Ro=0.217Ω/KM;X=0.069Ω/km R、X分别为电缆每千米长的电阻和电抗。 负荷功率因数cosφ1=cosφ =0.7 ，所以tan φ =tanφ =1.02 = ×100% 式中：ΔU-----电缆电路电压损失率; cosφ-----电缆所带负荷的功率因数; tanφ-----功率因数对应的正切值; P-----负荷的有功功率; U -----电缆线路的额定电压; L -----电缆长度,L =L ; L =L 。 Δ =[ ×﹙0.217+0.069×1.02﹚+ EMBED Equation.3 ×﹙0.217+0.069×1.02﹚] ×100%=1.304%＜7% 所以选用的MPQ—3×70高压电缆能够满足供电要求。 （二）向4号移动变电站供电的高压电缆 1.按经济电流密度选择主截面，向移变供电的负荷电流 I = = =13.21 A 其中：K =0.4+0.6 =0.4+0.6× =0.85 查表得， 对应三班作业的电力电缆经济电流密度I =2.0A/mm2 则：A = = =6.6mm2 初选截面为16mm2的矿用橡套电缆，长度为2000m。 2.按长时最大允许符合电流校验 查表可知，16mm2电缆的长时最大允许负荷电流Ip=85A,大于其工作电流I =13.2所以满足要求，并确定型号为MYPJ—10—3×16电缆。 3.按热稳定条件校验电缆截面 电缆首端三相最大短路电流：I = =5498.57A A = I EMBED Equation.3 =18.96＞16mm2 所以改选截面为25mm ，确定型号为MYPJ—10—3×25. 4.按允许电压损失校验电缆截面 查表得，MYPJ—10—3×25型电缆的每千米电阻R =0.824Ω/km,电抗为X =0.088Ω/km。 功率因数cosφ=0.7 ∴tanΦ=1.02 Δ = (R +X tanφ)×100% = (0.824+0.088×1.02)×100%=0.3%＜7% 所以选用MYPJ—10—3×25高压电缆能够满足要求 1.5.4 四、低压电缆的选择验算 <一>向采煤机供电电缆的选择 1.按长时允许电流选择线路截面 I = = =185 A 式中：cosφwm——加权平均功率因数取0.7。 查表可知70mm 的铜芯橡套电缆的长时允许电流Ip=205大于其工作电流I =185A,所以满足要求，且该电缆是经常移动的，故其型号选用为MYPJ—10—3×70电缆，此截面满足机械强度对橡套电缆最小截面的要求 2.按允许电压损失校验得电缆截面 （1）计算变压器的电压损失ΔU 变压器负载的加权平均功率因数COSΦ=0.7,则变压器的电压损失为: ΔU %= (U %cosφt+ Ux%sinφt) 式中:ΔU %-----变压器电压损失的百分数; S -----变压器的计算容量，KVA； S -----变压器的额定容量，KVA； U %-----变压器额定运行时电阻压降的百分数； Ux%-----变压器额定运行时电抗压降的百分数。 其中：Ur%= ×100= ×100=0.6 Ux%= = =6.47 则：ΔU %= ×(0.6×0.7+6.47×0.71)=4.01 ΔU = U = ×3645V=164.16 V 式中:U -----变压器二次侧的额定电压，查表得U =3645 V; Ut-----变压器的点损失。 （2）计算电流截面的电压损失 ΔU = = =18.13 V 式中：L -----电缆长度300m; A -----电缆的截面积为70 mm2 Rsc-----查表,铜芯软电缆的电导率20°C时， Rsc=53m EMBED Equation.3 。 (3)低压电网的实际总电压损失为： ΔU=ΔU +ΔU =164.16+18.13=182.29V （4）低压电网的允许总电压损失为： 查表得低压电网允许总电压损失为330V，则ΔU ＞ΔU 故按允许电压损失校验电缆截面满足要求。 3.按启动条件校验电缆截面 采煤机电动机的技术数据为： 额定启动电流I =1106A,启动时的功率因数COSφst=0.5 (1)采煤机最小启动电压的确定 U =U EMBED Equation.3 =3300× =2286.3 V 式中: U -----电动机额定电压,3300V; K-----电动机最小启动转矩倍数 查表取 K=1.2; α-----电动机在额定电压时的启动转矩M 与电动机额定转矩M 之比，一般取2～2.5 所以启动电流: I =I × =1106× =766.26A 启动时的电压损失为 ΔU = = =53.66 控制采煤机的启动器的安装处的电压为： U= +ΔU =2286.3+53.66=2339.92 V 因为U=2339.92＞70%U =2310V 所以满足启动器吸持电压的要求，采煤机的最小启动电压，确定为2286.3V。 （2）启动时该供电线路上各部分电压损失的计算 ①启动时电缆线路的电压损失 由上面可知：ΔU =53.66 V ②启动时变压器的电压损失 启动时变压器的负荷电流和功率因数计算如下： I = 其中：I = = =61.48 A 式中：I -----启动时变压器的负荷电流； -----启动时的功率因数，取0.5,； I -----除启动电机外，其余用电设备的最长时工作电流。 I = =825.7A 启动时的功率因数为： COSφ = = =0.52 对应的正弦值Sinφ =0.85 则启动时变压器的电压损失为： ΔU %= (ur%COSφ +ux%Sinφ ) 其中:I2nt为变压器二次侧的额定电流 由:ur%= 100%=0.6 I = = =1176.78 A 式中:U -----变压器二次侧的额定电压, =3465N; R -----拆算到二次侧的每相电阻,取1.02Ω。 则：ΔU %= ×(0.6×0.52+6.47×0.85)=4.08 ΔU = = ×3465=141.37 V （3）启动时变压器的电压损失为: U = U +ΔUms.st=141.37+53.66=195.03 V 此时采煤机电动机端子上电压为: U - U =3465-195.03=3269.97＞U EMBED Equation.3 =2286.3V 故，按启动条件效验电缆横截面积满足要求。 总之，通过以上计算所选电缆截面70mm 完全满足要求。 1.5.5 五、向刮板输送机供电电缆的选择 1.按长时允许电流选用电缆截面 电缆截面长时最大工作电流为： I = = =238.3 A 根据矿用橡套电缆长时允许载流量查表得95㎜ ，电缆为250A＞238.3A满足要求，查表刮板输送机电缆对最小截面要求16～35㎜ ，所选95㎜ 电缆也满足要求，故选其型号为MYPJ—10—3×95电缆。 2．按允许电压损失效验电缆截面 （1） =146.53V （2）计算电缆截面电压损失： EMBED Equation.3 =14.19V （3）低压电网的实际总电压损失： U= + U=146.53+14.19=160.72 V （4）低压电网的允许总电压损失为： 查表得，低压电网的允许总电压损失 U EMBED Equation.3 =330V，则 U＜ U ，故按允许电压损失效验电缆满足要求。 3．按启动条件效验电缆横截面 刮板输送机的技术数据为：额定启动电流I =1206A，启动功率系数0.45，电机额定电压启动时转矩M 与额定转矩M 之比 =2.5，查表，K=1.3。 （1）刮板输送机最小启动电压的确定 U =U =1140× =822.07 V I = I EMBED Equation.3 =1206× =869.66A 启动时的电压损失为： ΔU = = =27.41 V 启动器处电压为： U= U +△U =869.66+27.41=897.07 V 因 U＞70%U =798V,故刮板机最小启动电压确定为822.07V。 （2）启动时该供电线路上各部分电压损失的计算 启动时电缆线路的电压损失由上计算可知： △U =120V I =869.66A cos =0.45 sin =0.89 启动时变压器的电压损失 启动时变压器的负荷电流和功率因数计算如下： I = 其中，I = = =246 A 式中：I 、cos ——除启动电机外，其余用电设备的最大长时工作电流和加权平均功率因数。 则：I = =798 A cos = = =0.71 所以sin =0.7 则启动时变压器的电压损失为 △U %= = =3.36 所以：△U = = =38.3 V （3）启动时低压电网的总电压损失△U 为： △U =△U +△U =38.3+120=158.3 V 刮板输送机端子上的电压为： U -△U =1140-158.3=981.7V＞U =238.3V 故按启动条件效验电缆截面满足要求，总之，通过以上计算所选电缆截面为70mm 完全满足要求. 1.5.6 （六）向带式输送机供电电缆选择 1．按机械强度选择电缆截面 查表7—3可知满足输送机机械强度要求的最小截面为10～25㎜ ，其长时允许电流I =110A. 2．按长时允许负荷电流选择电缆截面 I = = =158.26 A 查表7—4选用截面为50 mm ，其I =170＞I ，最终确定选用矿用橡套移动非金属屏蔽监视电缆MYPJ—10—3×50. （七）转载机电缆的选择 I = = =199.42 A 根据矿用橡套电缆长时允许载流量，查表得70㎜ 电缆为I =205A＞126.6A满足要求。同时，机械强度也满足要求，所以选用MYPJ—10—3×70电缆。 （八）乳化液泵电缆的选择 I = = =126.6 A 根据矿用橡套电缆长时允许载流量，查表得35㎜ 电缆为I =135A＞126.6A满足要求。同时，机械强度也满足要求，所以选用MYPJ—10—3×35电缆。 （七）喷雾泵电缆的选择 I = = =34.82 A 根据矿用橡套电缆长时允许载流量，查表得4㎜ 电缆为I =36A＞34.82A满足要求。同时，机械强度也满足要求，所以选用MYPJ—10—3×4电缆。 根据计算，所选电缆见下表： 负荷名称 长时负荷电流（A） 长时负荷电流要求最小截面（mm2） 电缆截面(mm2) 采煤机 185 70 70 转载机 199 70 70 破碎机 70 10 16 刮板输送机 238 95 95 乳化液泵 127 35 35 喷雾泵 35 4 4 带式输送机 158 35 50 1.6 第三节 电气设备的选择 1.6.1 一、高压配电装置的选择 综采工作面供电系统中，移动变电站进线电源多是由采区变电所电箱供给。但当综采工作面较长时(运输顺槽)为使工作面配电点设备维修方便，有时设置在顺槽入口处，作为综采工作面总开关。 根据供电要求确定高雅配电装置的形式和参数。 （1）电气参数选择：按工作条件选择，设备额定电压不应小于所装设处电网的额定电压；额定电流不应小于所控制的设备或线路的长时最大工作电流。 （2）根据短路条件效验：一般条件下，在综采工作面供电系统中，高压真空配电箱的断路器分断能力满足要求。 二、低压配电装置的选择 综采工作面选用的低压电气设备一律为隔爆型，本质安全型或隔爆兼本质安全型。低压电气设备选择如下： 1．结构及性能 （1）作馈电用的总开关或分路开关，磁力启动器的额定电压应与其所在电网电压等级相等；开关的额定电流应大于等于用电设备的额定工作电流或长时最大工作电流。 （2）对于不需要经常正、反控制的生产机械，如采煤机、截煤机、输送机等选用不可逆真空磁力启动器；如QJZ型。对经常需要正、反转控制的生产机械，如回柱绞车、调度绞车、掘进机等，可用QC83型启动器。 （3）对于向煤电钻、照明设备供电，选用变压器综合装置。 (4)低压配电开关的分断能力应大于被保护线路三相短路电流 2.保护装置 （1）向综采工作面供电的移动变电站的低压馈电开关或低压保护箱应具有过载保护、短路保护、失压保护、漏电闭锁和漏电跳闸保护装置。 （2）控制电动机的真空磁力启动器，一般应具有过载保护、短路保护、断相保护、过压保护和漏电闭锁保护。 （3）采区变电所的总低压馈电开关，应设有过载保护、短路保护、漏电保护装置，或至少要装设漏电和短路保护装置。 （4）采区变电所内德分路馈电开关及配电点的总馈电开关，应装设短路、过载保护、漏电保护或选择性的漏电保护装置。 1.6.2 三、各设备对应的配电装置 设备名称 长时工作电流 配电装置型号 采煤机 185A QJZ—200/3300 刮板输送机 238A QJZ—200/1140 带式输送机 158A QJZ—200/1140 转载机 199A QJZ—200/1140 破碎机 70A QJZ—200/1140 喷雾泵 35A QJZ—200/1140 乳化液泵站 127A QJZ—200/1140 掘进机 84A QC83—225 设计参考资料 【1】 《矿山运输机械》 主编：于学谦 中国矿业大学出版社 【2】 《现代采掘机械》 主编：李锋 刘志毅 煤炭工业出版社 【3】 《矿山运输与提升》 主编：毋虎城 王东平 煤炭工业出版社 【4】 《矿山机械与设备》 主编:谢锡纯 李晓豁 【5】 《煤矿电气设备原理及应用》主编：杨来和 赵青梅 煤炭工业出版社 【6】 《采煤概论》 主编：王晓鸣 赵建泽 煤炭工业出版社 【7】 《采掘机械与支护设备》主编：王启广 李炳文 中国矿业大学出版社 中国矿业大学出版社 【8】《矿井监控系统与生产信号》主编：庞元俊 张博 煤炭工业出版社 【9】《煤矿机械》主编： 李耀永 中国劳动保障出 致　　谢 毕业的时间一天一天的临近，毕业设计也接近了尾声。在不断的努力下我的毕业设计终于完成了。在没有做毕业设计以前觉得毕业设计只是对这几年来所学知识的大概总结，但是真的面对毕业设计时发现自己的想法基本是错误的。毕业设计不仅是对前面所学知识的一种检验，而且也是对自己能力的一种提高。通过这次毕业设计使我明白了自己原来知识太理论化了，面对单独的课题的是感觉很茫然。自己要学习的东西还太多，以前老是觉得自己什么东西都会，什么东西都懂，有点眼高手低。通过这次毕业设计，我才明白学习是一个长期积累的过程，在以后的工作、生活中都应该不断的学习，努力提高自己知识和综合素质。 总之，不管学会的还是学不会的的确觉得困难比较多，真是万事开头难，不知道如何入手。最后终于做完了有种如释重负的感觉。此外，还得出一个结论：知识必须通过应用才能实现其价值！有些东西以为学会了，但真正到用的时候才发现是两回事，所以我认为只有到真正会用的时候才是真的学会了。 在此要感谢我们的指导老师张老师和刘老师对我悉心的指导，感谢老师们给我的帮助。在设计过程中，我通过查阅大量有关资料，与同学交流经验和自学，并向老师请教等方式，使自己学到了不少知识，也经历了不少艰辛，但收获同样巨大。在整个设计中我懂得了许多东西，也培养了我独立工作的能力，树立了对自己工作能力的信心，相信会对今后的学习工作生活有非常重要的影响。而且大大提高了动手的能力，使我充分体会到了在创造过程中探索的艰难和成功时的喜悦。虽然这个设计做的也不太好，但是在设计过程中所学到的东西是这次毕业设计的最大收获和财富，使我终身受益。 最后要感谢的是我的父母和家人，我永远都不会忘记你们的良苦用心和一如既往的支持与鼓励。三年来，快乐的事情因为有你们的分享而更快乐，失意的日子因为有你们的关怀能忘却伤痛，坚强前行。无论我成功与否，你们总以鼓励的言语告诉我很棒，谢谢你们，我会继续努力。 原创性声明 本人郑重承诺：所呈交的毕业设计（论文），是我个人在指导教师的指导下进行的研究工作及取得的成果。尽我所知，除文中特别加以标注和致谢的地方外，不包含其他人或组织已经发表或公布过的研究成果，也不包含我为获得 及其它教育机构的学位或学历而使用过的材料。对本研究提供过帮助和做出过贡献的个人或集体，均已在文中作了明确的说明并表示了谢意。 作 者 签 名：　　 　 　　日　 期：　　 　 　　 ​​​​​​​​​​​​ 指导教师签名：　　 　 　　 日　　期：　　 　 　　 使用授权说明 本人完全了解 大学关于收集、保存、使用毕业设计（论文）的规定，即：按照学校要求提交毕业设计（论文）的印刷本和电子版本；学校有权保存毕业设计（论文）的印刷本和电子版，并提供目录检索与阅览服务；学校可以采用影印、缩印、数字化或其它复制手段保存论文；在不以赢利为目的前提下，学校可以公布论文的部分或全部内容。 作者签名：　　 　 　　 日　 期：　　 　 　　 ​​​​​​​​​​​​ 学位论文原创性声明 本人郑重声明：所呈交的论文是本人在导师的指导下独立进行研究所取得的研究成果。除了文中特别加以标注引用的内容外，本论文不包含任何其他个人或集体已经发表或撰写的成果作品。对本文的研究做出重要贡献的个人和集体，均已在文中以明确方式标明。本人完全意识到本声明的法律后果由本人承担。 作者签名： 日期： 年 月 日 学位论文版权使用授权书 本学位论文作者完全了解学校有关保留、使用学位论文的规定，同意学校保留并向国家有关部门或机构送交论文的复印件和电子版，允许论文被查阅和借阅。本人授权　　 　 　大学可以将本学位论文的全部或部分内容编入有关数据库进行检索，可以采用影印、缩印或扫描等复制手段保存和汇编本学位论文。 涉密论文按学校规定处理。 作者签名： 日期： 年 月 日 导师签名： 日期： 年 月 日 注 意 事 项 1.设计（论文）的内容包括： 1）封面（按教务处制定的标准封面格式制作） 2）原创性声明 3）中文摘要（300字左右）、关键词 4）外文摘要、关键词 5）目次页（附件不统一编入） 6）论文主体部分：引言（或绪论）、正文、结论 7）参考文献 8）致谢 9）附录（对论文支持必要时） 2.论文字数要求：理工类设计（论文）正文字数不少于1万字（不包括图纸、程序清单等），文科类论文正文字数不少于1.2万字。 3.附件包括：任务书、 开题报告 课题研究开题报告ppt课题开题报告格式污水处理厂开题报告研究生开题报告酒店vi设计开题报告 、外文译文、译文原文（复印件）。 4.文字、图表要求： 1）文字通顺，语言流畅，书写字迹工整，打印字体及大小符合要求，无错别字，不准请他人代写 2）工程设计类题目的图纸，要求部分用尺规绘制，部分用计算机绘制，所有图纸应符合国家技术标准规范。图表整洁，布局合理，文字注释必须使用工程字书写，不准用徒手画 3）毕业论文须用A4单面打印，论文50页以上的双面打印 4）图表应绘制于无格子的页面上 5）软件工程类课题应有程序清单，并提供电子文档 5.装订顺序 1）设计（论文） 2）附件：按照任务书、开题报告、外文译文、译文原文（复印件）次序装订 3）其它 �MACROBUTTON NoMacro ［单击此处键入英文关键词（自定义3-5个），内容应当与中文相同］�� 第 50 页 _1234568017.unknown _1234568145.unknown _1234568209.unknown _1234568273.unknown _1234568305.unknown _1234568337.unknown _1234568353.unknown _1234568369.unknown _1234568377.unknown _1234568385.unknown _1234568389.unknown _1234568393.unknown _1234568395.unknown _1234568397.unknown _1234568399.unknown _1234568400.unknown _1234568398.unknown _1234568396.unknown _1234568394.unknown _1234568391.unknown _1234568392.unknown _1234568390.unknown _1234568387.unknown _1234568388.unknown _1234568386.unknown _1234568381.unknown _1234568383.unknown _1234568384.unknown _1234568382.unknown _1234568379.unknown 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