2024年3月14日发(作者：保乐天)

潘津煤矿二采区主要设备选型

一、胶带运输下山带式输送机设备选型

㈠带式输送机提升能力确定

工作面生产能力为3.0Mt/a，采区工作制度按每年330天，每天

16小时，不均衡系数1.25，富余系数1.3考虑，计算运输能力为：

Q=3000000×1.25×1.3/（330×16）=923.29t/h

工作面瞬时最大量按1200t/h考虑，确定将采区胶带运输下山带

式输送机运输能力按1200t/h进行设计。

采区带式输送机采用防爆电机，拉紧装置采用固定带式输送机液

压自动拉紧装置，配备防打滑保护装置、烟雾保护装置、温度保护装

置、堆煤保护装置、自动撒水装置、防跑偏保护装置、断带保护装置、

防撕裂保护装置、双向拉绳开关、机械软启动装置等。本次设计带式

输送机须设可靠的逆止装置和制动系统。

㈡带式输送机提升方案

1、采区胶带运输下山带式输送机功率配比为2：1时基本参数：

B=1200mm，Q=1200t/h，V=3.15m/s，L=645.3m，a=0°～24°～

16°～0°，N=3×355kW。

经计算，本带式输送机需采用双滚筒驱动，功率配比为2:1，电

机选用三台N=355kW的高压防爆电机，额定转速1500r/min，采用弗

兰德或SEW等品牌减速器，减速比为i=31.5。制动装置采用闸瓦式

制动器，逆止器型号为DSN280型，额定逆止力矩280000 N·m。.

胶带选用ST型阻燃型钢丝绳芯胶带，带强2000N/mm,安全系数

M=7.9。

根据传动滚筒传递扭矩及合力要求，选用铸胶面传动滚筒,直径

D=1280mm，传动滚筒与驱动装置联接采用蛇形弹簧联轴器。

1

软启动采用液粘软启动调速装置或弗伊特、传斯罗伊等品牌的液

力偶合器，或者采用高压变频电机来实现软启动。带式输送机拉紧装

置采用固定带式输送机液压自动拉紧装置，拉紧装置布置在输送机尾

部。

2、采区胶带运输下山带式输送机功率配比为2：2时基本参数：

B=1200mm，Q=1200t/h，V=3.15m/s，L=645.3m，a= 0°～24°～

16°～0°，N=4×280kW。

经计算本带式输送机需采用双滚筒驱动，功率配比为2:2，电机

选用四台N=280kW的高压防爆电机，额定转速1500r/min，采用弗兰

德或SEW等品牌减速器，减速比为i=31.5。制动装置采用闸瓦式制

动器，逆止器型号为DSN280型，额定逆止力矩280000 N·m。

胶带选用ST型阻燃型钢丝绳芯胶带，带强2000N/mm,安全系数

M=7.60。

根据传动滚筒传递扭矩及合力要求，选用铸胶面传动滚筒,直径

D=1280mm，传动滚筒与驱动装置联接采用蛇形弹簧联轴器。

软启动采用液粘软启动调速装置或弗伊特、传斯罗伊等品牌的液

力偶合器，或者采用高压变频电机来实现软启动。带式输送机拉紧装

置采用固定带式输送机液压自动拉紧装置，拉紧装置布置在输送机尾

部。

㈢功率配比方案比较

1、功率配比2：1时，带式输送机张力要比功率配比2：2时要

小，但胶带的带强达不到可降一个级别的要求。

2、功率配比2：1相比功率配比2：2，胶带的带强胶带安全系

数要大，且驱动硐室要少一个，减少了工程量。

2

二、轨道下山辅助提升设备

㈠设计依据

1、二采区轨道下山基础参数：斜长497.8m，倾角16°～24°

2、提升容器：1 t固定式矿车，自重610kg，最大载矸1700kg，

载料1000kg。

3、最大班提升量：

提升矸石： 36车

下放材料： 91车

4、提升方式：单钩串车提升。提矸、下料一次串4辆矸石车或

4辆材料车；

5、工作制度：四六制。

6、提升任务：担负二采区提矸、下料等辅助提升任务，运送设

备及大件另有慢速绞车担负。

㈡提升设备选型

1、钢丝绳选择及安全系数校验

⑴提升斜长：L

t

=497.8+30=527.8m

⑵钢丝绳最大悬垂长度：L

c

=497.8+60=557.8m

⑶绳端荷重：

提升矸石：Q

矸

=4× (610+1700)×0.420=3885kg

运送材料：Q

材

=4×(610+1000)×0.420=2708kg

⑷钢丝绳选择：选用6V×18+FC-1670型(GB8918-2006)钢丝绳，

钢丝绳直径d=22mm，单重P

k

=1.96kg/m，最小钢丝破断拉力总和

Q

q

=350kN。

⑸最大静张力(差)计算：

提升矸石：F

矸

=(3885+1.96×557.8×0.589) ×9.81/1000=44.43kN

3

运送材料：F

料

=(2708+1.96×557.8×0.589) ×9.81/1000=32.88kN

⑹安全系数校核：

提升矸石：m

矸

=350/44.43=7.88＞6.5

安全系数符合《煤矿安全规程》的规定。

2、提升机选择及校验

选用JTPB-1.6×1.5/24型单绳缠绕式单滚筒防爆提升机，其主要

技术参数：滚筒直径D

g

=1600mm，滚筒宽度B

g

=1500mm，提升机最

大静张力F

j

=F

c

=45kN，减速器传动比i=24，最大提升速度为

V

m

=3.42m/s。

天轮选用TD1000/800型游动天轮，天轮直径D

t

=1000mm，最大

游动距离S=800mm。

提升机校验：

⑴滚筒直径：D

g

=60×22=1320mm<1600mm

天轮直径：D

t

=40×22=880mm<1000mm

⑵最大静张力(差)验算：F

jcmax

= F

矸

=44.43kN<45kN

⑶缠绳校验：

缠绳层数：

K

C

=(527.8+30+7×1.6×π)×(22+3)/(1500×π×1.644)=1.913＜3

经验算，所选提升机满足要求。但最大静张力（差）已接近绞车

允许的最大静张力（差），几乎没有富裕量。

3、提升机主电机选型

⑴电动机选型计算

设计提升系统最大提升速度V

m

=3.42m/s，计算所需电动机功率：

N

d

=1.10×44.43×3.42×1000/(102×0.85×9.81)=196.52kW

选用YBPT-6型防爆变频调速电机，电动机额定功率250kW，电

4

压660V，额定转速980r/min，过载系数2。

⑵电动机校验

① 按等效容量校验(按提矸)

等效功率：N

d

=190.92kW<250kW

② 按工作过负荷校验(按提矸)

λ=F

max

/F

e

=0.95<1.5(2×0.75)

经验算，所选电动机符合要求。

4、最大班净作业时间

最大班净作业时间平衡表

提升性质

提升矸石

下放材料

合 计

数量

36车

91车

每次

数量

4车

4车

每班

每次时间

(s)

次数

9

23

448

448

每班时间

(min)

67.20

171.73

238.93

备 注

3.98h

最大班净作业时间虽符合《煤炭工业矿井设计规范》的要求，但

考虑行人时间后，作业时间已接近4.5h，接近规范要求时间极限，

几乎没有富裕量。

5、电控及信号设备

电控设备采用防爆四象限变频调速电控系统。该系统能实现提升

机软启动，提高了机械设备使用寿命，具有调速平稳、调节灵活方便、

抗干扰能力强等优点。为实现该提升机安全运行，系统还对减速功能

保护装置、防止过卷装置、防止过速装置、限速装置设置为相互独立

的双线制，由两套PLC完成提升机所有控制功能及保护。并能实现各

种安全制动。提升信号采用TXH-3型多功能斜井本安型提升信号系

统。

三、二采区排水设备

㈠设计依据

5

矿井正常涌水量 41.67m

3

/h

矿井最大涌水量 100m

3

/h

黄泥灌浆的析水量：按灌浆用水量的70%考虑，取33.56m

3

/h

水泵吸水和矿井水处理站附加扬程共取12m，排水高度238.5m

矿井水容重： γ

0

=1020kg/m

3

㈡排水设备选型

1、排水泵的选择

正常涌水时所需水泵排量：Q

n

=1.2×(41.67+33.56)=90.28m

3

/h

最大涌水时所需水泵排量：Q

m

=1.2×(100+33.56)=160.27m

3

/h

水泵所需扬程： H=1.25×238.5=298m

选用MD155-30×10型耐磨多级离心泵3台，1台工作，1台备用，

1台检修，配套电机功率220kW。

2、排水管路的选择

估算排水管直径d

p

、管壁厚度δ

p

：

d

p

18.8155/(1.5~2.2)157mm~191mm



p

0.517.5(1000.40.011286)/(1001.30.011286)1)0.150.39cm

根据计算，排水管选用Φ194×8mm无缝钢管2趟，1趟工作，1

趟备用，管路沿二采区轨道下山及副斜井井筒敷设至地面，连接方式

以套管焊接连接为主，局部采用法兰连接。吸水管选用Φ219×7mm

无缝钢管。

为防止水锤冲击对水泵及管路的损害，在水泵出口管路上安装多

功能水泵控制阀或缓闭式止回阀。

3、管路特性和水泵工作工况

⑴ 单趟Φ194mm排水管路特性曲线方程

新管：H’

z

=238.5+0.00174Q

2

6

旧管：H

z

=238.5+0.00297Q

2

⑵ 水泵运行工况

依据单趟管路特性曲线和水泵性能曲线求得的工况点(M

d

’、M

d

)

参数见下表。

单泵单管运行工况点参数表

管路

新管

旧管

168

157

287

311

76.5

77

参数

流量

Q(m

3

/h)

扬程

H(m)

效率

η(%)

理论最大吸

水高度H

s

(m)

3.8

3.6

4、电动机选型

电动机功率按照《煤矿井下排水泵站及排水管路设计规范》中关

于“选择水泵电动机容量应以管路未淤积情况下的水泵轴功率为基

础，并留有一定的富裕系数”的规定进行计算。所需电机功率：

P'1.11020168287/(36001020.980.765)196kW

选择YB

2

型隔爆电动机，功率220kW，电压660V，转速1480r/min。

5、管路壁厚校验



(419.4)/(2.3(1006.4)4)0.20.55cm0.8cm

所选管路壁厚满足要求。

6、排水能力校核

矿井正常涌水时期单泵单管工作，按管路结垢水泵排水能力为

157m

3

/h，每天排水时间11.5h；最大涌水时期两泵两管工作，按管路

结垢水泵排水能力为314m

3

/h，每天开泵时间10.21h；均满足《煤矿

安全规程》第二百七十八条的要求。

7

四、主要采煤设备选型

㈠采煤机

1、采煤机应具有的最小生产能力

Q

y

×

f

h

=

Q

D

×(

N

-

M

)×

t

×

K

式中：

Q

h

——工作面设备所需最小生产能力，t/h；

Q

y

——要求的工作面年产量，工作面生产能力为300万t/a，按

采放比1:2计算时，采煤机能力为100万t/a；

f——能力富裕系数， 1.25；

D——年生产天数， 330d；

N——日作业班数， 4班；

M——每日检修班数， 1班；

t——每班工作时数， 6h；

K——开机率，根据统计资料， 取0.65。

则：

Q

1000000×1.25

h

=

330×(4-1)×6×0.65

=324t/h

2、采煤机平均截割牵引速度

Vc

=

Q

h

60×

B

×

H

×γ×

C

式中：

V

c

——采煤机平均截割牵引速度，m/min；

Q

h

——采煤机可实现的生产能力，324t/h；

H——平均采高，取2.6m；

B——截深，按0.8m计算；

γ——煤的容重，23-25号煤层1.28t/m

3

；

8

C——工作面回采率，取93%；

则

Vc=

324

=1.74m/min

60×0.8×2.6×1.28×0.93

3、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、机载增压喷雾泵电动机等电动机功率总和。装机功率由下式估

算：

P=Q×Hw

式中：

P——装机功率，kW；

Q——采煤机生产率，324t/h；

Hw——比能耗，一般0.6～0.7，取0.7。

则P=324×0.7=227kW。

结合计算，考虑一定的不均衡系数（取1.6），采煤机装机功率要

求不小于363kW。

4、采煤机所需牵引力

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。

根据以上分析、计算结果，设计暂选用MG250/600-WD型交流电

牵引采煤机，主要技术参数见下表。

9

采煤机主要技术参数

项目

总装机功率

采高

适应煤质硬度

适应煤层倾角

截深

滚筒直径

牵引方式

牵引力

牵引速度

电压

总重量

单位

kW

m

°

mm

m

kN

m/min

V

t

参数

600

1.8～3.5

f≤4

≤40°

800

1.8

交流电牵引

500～300

0～8.3～13.9

1140

45

㈡液压支架

1、支架支撑高度的选择

合适的支撑高度是支架正常工作面的关键，支架的最大及最小高

度可按下面经验公式确定：

H

max

＝M

max

＋0.2

H

min

＝M

min

－(0.25～0.35)

式中：

H

max

、H

min

—支架的最大、最小结构高度，m；

M

max

、M

min

—煤层最大、最小采高，23-25号煤层厚度12.49～

20.87m，平均割煤厚度取2.6m，煤层最大、最小采高取2.2m、2.8m。

H

max

＝M

max

＋0.2=2.8＋0.2=3.0m

H

min

＝M

min

－(0.25～0.35)=2.2－（0.25～0.35）=1.85m

经上述计算，所选综采放顶煤液压支架的支撑高度应按1.85～

3.0m考虑。

2、支架支护强度的选择

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设计采用统计类比法和实测统计法对放顶煤支架工作阻力进行

计算，取其大值对液压支架进行选型。

①按统计类比法计算综放支架工作阻力

据经验统计，综采放顶煤支架支护阻力与煤层采深、煤层强度成

正比，与放顶煤高度成反比，根据经验公式：

P=k（1939+2.1H+471f+155/M

d

）

式中：

P—支架承受的荷载，kN；

k—支架安全系数，取1.2；

H—煤层采深，m；

f—煤层普氏硬度系数，取2.0；

M

d

—工作面放顶煤高度，23-25号煤层分层开采，每层厚

17.03/2=8.52m，割煤厚2.6m，则放顶煤厚度为5.92m。

P=1.2×（1939+2.1×400+471×2.0+155/5.92）=4496kN

②按实测统计法计算综放支架工作阻力

P＝（325×M

0.21

）S

式中：

P——支架承受的荷载，kN；

S——支架支护的顶板面积，按8.0m

2

计；

M——煤层开采最大高度，取8.52m。

P=（325×8.52

0.21

）×8.0=4077kN

根据上述两种方法计算，所选综采放顶煤支架的工作阻力不应低

于4496kN。

3、基本架的选型

由于煤层采用分层综放开采，液压支架需铺设金属网，开采后下

11

分层形成再生顶板，因此需选用铺网放顶煤液压支架。

根据以上分析、计算结果，设计暂选用ZFP5200/17/32型铺网放

顶煤液压支架，主要技术参数见下表。

支架主要技术参数

项目

支架型号

支撑高度

工作阻力

初承力

支护强度

泵站压力

支架中心距

推移步距

总重量

单位

m

kN

kN

MPa

MPa

mm

mm

t

参数

ZFP5200/17/32

1.7～3.2

5200

4552

0.76

27.4

1500

800

18

㈢刮板输送机

工作面刮板输送机的运输能力的选择原则是保证采煤机采落的

煤能被全部运出，并留有一定的备用能力。刮板输送机的运输能力应

满足：

Q

c

＝Kc×Km×Ky×Qm

式中：

Q

c

——刮板输送机应具有的运输能力，t/h；

Kc——采煤机截割速度不均衡系数，1.1；

Qm——采煤机平均落煤能力，324t/h；

Km——采煤机与刮板输送机同向运动时的修正系数，1.08；

Ky——运输方向及倾角系数，0.9。

经计算，刮板输送机的运输能力应大于346t/h。

结合采煤机选型，设计选用2部SGZ-830/630型可弯曲刮板输送

12

机，输送能力1200t/h，刮板链速1.03m/s，功率2×315kW，电压1140V。

㈣刮板转载机

刮板转载机选用SZZ-830/180型，输送能力1200t/h，功率2×

90kW，电压1140V。

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2024年3月14日发(作者：保乐天)

潘津煤矿二采区主要设备选型

一、胶带运输下山带式输送机设备选型

㈠带式输送机提升能力确定

工作面生产能力为3.0Mt/a，采区工作制度按每年330天，每天

16小时，不均衡系数1.25，富余系数1.3考虑，计算运输能力为：

Q=3000000×1.25×1.3/（330×16）=923.29t/h

工作面瞬时最大量按1200t/h考虑，确定将采区胶带运输下山带

式输送机运输能力按1200t/h进行设计。

采区带式输送机采用防爆电机，拉紧装置采用固定带式输送机液

压自动拉紧装置，配备防打滑保护装置、烟雾保护装置、温度保护装

置、堆煤保护装置、自动撒水装置、防跑偏保护装置、断带保护装置、

防撕裂保护装置、双向拉绳开关、机械软启动装置等。本次设计带式

输送机须设可靠的逆止装置和制动系统。

㈡带式输送机提升方案

1、采区胶带运输下山带式输送机功率配比为2：1时基本参数：

B=1200mm，Q=1200t/h，V=3.15m/s，L=645.3m，a=0°～24°～

16°～0°，N=3×355kW。

经计算，本带式输送机需采用双滚筒驱动，功率配比为2:1，电

机选用三台N=355kW的高压防爆电机，额定转速1500r/min，采用弗

兰德或SEW等品牌减速器，减速比为i=31.5。制动装置采用闸瓦式

制动器，逆止器型号为DSN280型，额定逆止力矩280000 N·m。.

胶带选用ST型阻燃型钢丝绳芯胶带，带强2000N/mm,安全系数

M=7.9。

根据传动滚筒传递扭矩及合力要求，选用铸胶面传动滚筒,直径

D=1280mm，传动滚筒与驱动装置联接采用蛇形弹簧联轴器。

1

软启动采用液粘软启动调速装置或弗伊特、传斯罗伊等品牌的液

力偶合器，或者采用高压变频电机来实现软启动。带式输送机拉紧装

置采用固定带式输送机液压自动拉紧装置，拉紧装置布置在输送机尾

部。

2、采区胶带运输下山带式输送机功率配比为2：2时基本参数：

B=1200mm，Q=1200t/h，V=3.15m/s，L=645.3m，a= 0°～24°～

16°～0°，N=4×280kW。

经计算本带式输送机需采用双滚筒驱动，功率配比为2:2，电机

选用四台N=280kW的高压防爆电机，额定转速1500r/min，采用弗兰

德或SEW等品牌减速器，减速比为i=31.5。制动装置采用闸瓦式制

动器，逆止器型号为DSN280型，额定逆止力矩280000 N·m。

胶带选用ST型阻燃型钢丝绳芯胶带，带强2000N/mm,安全系数

M=7.60。

根据传动滚筒传递扭矩及合力要求，选用铸胶面传动滚筒,直径

D=1280mm，传动滚筒与驱动装置联接采用蛇形弹簧联轴器。

软启动采用液粘软启动调速装置或弗伊特、传斯罗伊等品牌的液

力偶合器，或者采用高压变频电机来实现软启动。带式输送机拉紧装

置采用固定带式输送机液压自动拉紧装置，拉紧装置布置在输送机尾

部。

㈢功率配比方案比较

1、功率配比2：1时，带式输送机张力要比功率配比2：2时要

小，但胶带的带强达不到可降一个级别的要求。

2、功率配比2：1相比功率配比2：2，胶带的带强胶带安全系

数要大，且驱动硐室要少一个，减少了工程量。

2

二、轨道下山辅助提升设备

㈠设计依据

1、二采区轨道下山基础参数：斜长497.8m，倾角16°～24°

2、提升容器：1 t固定式矿车，自重610kg，最大载矸1700kg，

载料1000kg。

3、最大班提升量：

提升矸石： 36车

下放材料： 91车

4、提升方式：单钩串车提升。提矸、下料一次串4辆矸石车或

4辆材料车；

5、工作制度：四六制。

6、提升任务：担负二采区提矸、下料等辅助提升任务，运送设

备及大件另有慢速绞车担负。

㈡提升设备选型

1、钢丝绳选择及安全系数校验

⑴提升斜长：L

t

=497.8+30=527.8m

⑵钢丝绳最大悬垂长度：L

c

=497.8+60=557.8m

⑶绳端荷重：

提升矸石：Q

矸

=4× (610+1700)×0.420=3885kg

运送材料：Q

材

=4×(610+1000)×0.420=2708kg

⑷钢丝绳选择：选用6V×18+FC-1670型(GB8918-2006)钢丝绳，

钢丝绳直径d=22mm，单重P

k

=1.96kg/m，最小钢丝破断拉力总和

Q

q

=350kN。

⑸最大静张力(差)计算：

提升矸石：F

矸

=(3885+1.96×557.8×0.589) ×9.81/1000=44.43kN

3

运送材料：F

料

=(2708+1.96×557.8×0.589) ×9.81/1000=32.88kN

⑹安全系数校核：

提升矸石：m

矸

=350/44.43=7.88＞6.5

安全系数符合《煤矿安全规程》的规定。

2、提升机选择及校验

选用JTPB-1.6×1.5/24型单绳缠绕式单滚筒防爆提升机，其主要

技术参数：滚筒直径D

g

=1600mm，滚筒宽度B

g

=1500mm，提升机最

大静张力F

j

=F

c

=45kN，减速器传动比i=24，最大提升速度为

V

m

=3.42m/s。

天轮选用TD1000/800型游动天轮，天轮直径D

t

=1000mm，最大

游动距离S=800mm。

提升机校验：

⑴滚筒直径：D

g

=60×22=1320mm<1600mm

天轮直径：D

t

=40×22=880mm<1000mm

⑵最大静张力(差)验算：F

jcmax

= F

矸

=44.43kN<45kN

⑶缠绳校验：

缠绳层数：

K

C

=(527.8+30+7×1.6×π)×(22+3)/(1500×π×1.644)=1.913＜3

经验算，所选提升机满足要求。但最大静张力（差）已接近绞车

允许的最大静张力（差），几乎没有富裕量。

3、提升机主电机选型

⑴电动机选型计算

设计提升系统最大提升速度V

m

=3.42m/s，计算所需电动机功率：

N

d

=1.10×44.43×3.42×1000/(102×0.85×9.81)=196.52kW

选用YBPT-6型防爆变频调速电机，电动机额定功率250kW，电

4

压660V，额定转速980r/min，过载系数2。

⑵电动机校验

① 按等效容量校验(按提矸)

等效功率：N

d

=190.92kW<250kW

② 按工作过负荷校验(按提矸)

λ=F

max

/F

e

=0.95<1.5(2×0.75)

经验算，所选电动机符合要求。

4、最大班净作业时间

最大班净作业时间平衡表

提升性质

提升矸石

下放材料

合 计

数量

36车

91车

每次

数量

4车

4车

每班

每次时间

(s)

次数

9

23

448

448

每班时间

(min)

67.20

171.73

238.93

备 注

3.98h

最大班净作业时间虽符合《煤炭工业矿井设计规范》的要求，但

考虑行人时间后，作业时间已接近4.5h，接近规范要求时间极限，

几乎没有富裕量。

5、电控及信号设备

电控设备采用防爆四象限变频调速电控系统。该系统能实现提升

机软启动，提高了机械设备使用寿命，具有调速平稳、调节灵活方便、

抗干扰能力强等优点。为实现该提升机安全运行，系统还对减速功能

保护装置、防止过卷装置、防止过速装置、限速装置设置为相互独立

的双线制，由两套PLC完成提升机所有控制功能及保护。并能实现各

种安全制动。提升信号采用TXH-3型多功能斜井本安型提升信号系

统。

三、二采区排水设备

㈠设计依据

5

矿井正常涌水量 41.67m

3

/h

矿井最大涌水量 100m

3

/h

黄泥灌浆的析水量：按灌浆用水量的70%考虑，取33.56m

3

/h

水泵吸水和矿井水处理站附加扬程共取12m，排水高度238.5m

矿井水容重： γ

0

=1020kg/m

3

㈡排水设备选型

1、排水泵的选择

正常涌水时所需水泵排量：Q

n

=1.2×(41.67+33.56)=90.28m

3

/h

最大涌水时所需水泵排量：Q

m

=1.2×(100+33.56)=160.27m

3

/h

水泵所需扬程： H=1.25×238.5=298m

选用MD155-30×10型耐磨多级离心泵3台，1台工作，1台备用，

1台检修，配套电机功率220kW。

2、排水管路的选择

估算排水管直径d

p

、管壁厚度δ

p

：

d

p

18.8155/(1.5~2.2)157mm~191mm



p

0.517.5(1000.40.011286)/(1001.30.011286)1)0.150.39cm

根据计算，排水管选用Φ194×8mm无缝钢管2趟，1趟工作，1

趟备用，管路沿二采区轨道下山及副斜井井筒敷设至地面，连接方式

以套管焊接连接为主，局部采用法兰连接。吸水管选用Φ219×7mm

无缝钢管。

为防止水锤冲击对水泵及管路的损害，在水泵出口管路上安装多

功能水泵控制阀或缓闭式止回阀。

3、管路特性和水泵工作工况

⑴ 单趟Φ194mm排水管路特性曲线方程

新管：H’

z

=238.5+0.00174Q

2

6

旧管：H

z

=238.5+0.00297Q

2

⑵ 水泵运行工况

依据单趟管路特性曲线和水泵性能曲线求得的工况点(M

d

’、M

d

)

参数见下表。

单泵单管运行工况点参数表

管路

新管

旧管

168

157

287

311

76.5

77

参数

流量

Q(m

3

/h)

扬程

H(m)

效率

η(%)

理论最大吸

水高度H

s

(m)

3.8

3.6

4、电动机选型

电动机功率按照《煤矿井下排水泵站及排水管路设计规范》中关

于“选择水泵电动机容量应以管路未淤积情况下的水泵轴功率为基

础，并留有一定的富裕系数”的规定进行计算。所需电机功率：

P'1.11020168287/(36001020.980.765)196kW

选择YB

2

型隔爆电动机，功率220kW，电压660V，转速1480r/min。

5、管路壁厚校验



(419.4)/(2.3(1006.4)4)0.20.55cm0.8cm

所选管路壁厚满足要求。

6、排水能力校核

矿井正常涌水时期单泵单管工作，按管路结垢水泵排水能力为

157m

3

/h，每天排水时间11.5h；最大涌水时期两泵两管工作，按管路

结垢水泵排水能力为314m

3

/h，每天开泵时间10.21h；均满足《煤矿

安全规程》第二百七十八条的要求。

7

四、主要采煤设备选型

㈠采煤机

1、采煤机应具有的最小生产能力

Q

y

×

f

h

=

Q

D

×(

N

-

M

)×

t

×

K

式中：

Q

h

——工作面设备所需最小生产能力，t/h；

Q

y

——要求的工作面年产量，工作面生产能力为300万t/a，按

采放比1:2计算时，采煤机能力为100万t/a；

f——能力富裕系数， 1.25；

D——年生产天数， 330d；

N——日作业班数， 4班；

M——每日检修班数， 1班；

t——每班工作时数， 6h；

K——开机率，根据统计资料， 取0.65。

则：

Q

1000000×1.25

h

=

330×(4-1)×6×0.65

=324t/h

2、采煤机平均截割牵引速度

Vc

=

Q

h

60×

B

×

H

×γ×

C

式中：

V

c

——采煤机平均截割牵引速度，m/min；

Q

h

——采煤机可实现的生产能力，324t/h；

H——平均采高，取2.6m；

B——截深，按0.8m计算；

γ——煤的容重，23-25号煤层1.28t/m

3

；

8

C——工作面回采率，取93%；

则

Vc=

324

=1.74m/min

60×0.8×2.6×1.28×0.93

3、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、机载增压喷雾泵电动机等电动机功率总和。装机功率由下式估

算：

P=Q×Hw

式中：

P——装机功率，kW；

Q——采煤机生产率，324t/h；

Hw——比能耗，一般0.6～0.7，取0.7。

则P=324×0.7=227kW。

结合计算，考虑一定的不均衡系数（取1.6），采煤机装机功率要

求不小于363kW。

4、采煤机所需牵引力

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。

根据以上分析、计算结果，设计暂选用MG250/600-WD型交流电

牵引采煤机，主要技术参数见下表。

9

采煤机主要技术参数

项目

总装机功率

采高

适应煤质硬度

适应煤层倾角

截深

滚筒直径

牵引方式

牵引力

牵引速度

电压

总重量

单位

kW

m

°

mm

m

kN

m/min

V

t

参数

600

1.8～3.5

f≤4

≤40°

800

1.8

交流电牵引

500～300

0～8.3～13.9

1140

45

㈡液压支架

1、支架支撑高度的选择

合适的支撑高度是支架正常工作面的关键，支架的最大及最小高

度可按下面经验公式确定：

H

max

＝M

max

＋0.2

H

min

＝M

min

－(0.25～0.35)

式中：

H

max

、H

min

—支架的最大、最小结构高度，m；

M

max

、M

min

—煤层最大、最小采高，23-25号煤层厚度12.49～

20.87m，平均割煤厚度取2.6m，煤层最大、最小采高取2.2m、2.8m。

H

max

＝M

max

＋0.2=2.8＋0.2=3.0m

H

min

＝M

min

－(0.25～0.35)=2.2－（0.25～0.35）=1.85m

经上述计算，所选综采放顶煤液压支架的支撑高度应按1.85～

3.0m考虑。

2、支架支护强度的选择

10

设计采用统计类比法和实测统计法对放顶煤支架工作阻力进行

计算，取其大值对液压支架进行选型。

①按统计类比法计算综放支架工作阻力

据经验统计，综采放顶煤支架支护阻力与煤层采深、煤层强度成

正比，与放顶煤高度成反比，根据经验公式：

P=k（1939+2.1H+471f+155/M

d

）

式中：

P—支架承受的荷载，kN；

k—支架安全系数，取1.2；

H—煤层采深，m；

f—煤层普氏硬度系数，取2.0；

M

d

—工作面放顶煤高度，23-25号煤层分层开采，每层厚

17.03/2=8.52m，割煤厚2.6m，则放顶煤厚度为5.92m。

P=1.2×（1939+2.1×400+471×2.0+155/5.92）=4496kN

②按实测统计法计算综放支架工作阻力

P＝（325×M

0.21

）S

式中：

P——支架承受的荷载，kN；

S——支架支护的顶板面积，按8.0m

2

计；

M——煤层开采最大高度，取8.52m。

P=（325×8.52

0.21

）×8.0=4077kN

根据上述两种方法计算，所选综采放顶煤支架的工作阻力不应低

于4496kN。

3、基本架的选型

由于煤层采用分层综放开采，液压支架需铺设金属网，开采后下

11

分层形成再生顶板，因此需选用铺网放顶煤液压支架。

根据以上分析、计算结果，设计暂选用ZFP5200/17/32型铺网放

顶煤液压支架，主要技术参数见下表。

支架主要技术参数

项目

支架型号

支撑高度

工作阻力

初承力

支护强度

泵站压力

支架中心距

推移步距

总重量

单位

m

kN

kN

MPa

MPa

mm

mm

t

参数

ZFP5200/17/32

1.7～3.2

5200

4552

0.76

27.4

1500

800

18

㈢刮板输送机

工作面刮板输送机的运输能力的选择原则是保证采煤机采落的

煤能被全部运出，并留有一定的备用能力。刮板输送机的运输能力应

满足：

Q

c

＝Kc×Km×Ky×Qm

式中：

Q

c

——刮板输送机应具有的运输能力，t/h；

Kc——采煤机截割速度不均衡系数，1.1；

Qm——采煤机平均落煤能力，324t/h；

Km——采煤机与刮板输送机同向运动时的修正系数，1.08；

Ky——运输方向及倾角系数，0.9。

经计算，刮板输送机的运输能力应大于346t/h。

结合采煤机选型，设计选用2部SGZ-830/630型可弯曲刮板输送

12

机，输送能力1200t/h，刮板链速1.03m/s，功率2×315kW，电压1140V。

㈣刮板转载机

刮板转载机选用SZZ-830/180型，输送能力1200t/h，功率2×

90kW，电压1140V。

13