XXX煤矿机电设备选型设计
第一章综采工作面配套设备选型
1.1机械化采煤工作面类型的确定与论证
XXX煤矿煤层最大厚度2.9m，煤层倾角6°，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110m，设计年产量为75万t/a。
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 2.9m，井型为中型矿井，设计能力为75万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。
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一次采全高。
1.2液压支架的选型
1.2.1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 2.9m，倾角6°，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。
1.2.2液压支架的选型
1.2.2.1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。
1.2.2.2液压支架结构参数的确定
H m a x＝h m a x＋a
H m i n＝h m i n－S2－b－C
式中：H m a x——支架最大支护高度，m，
H m i n——支架最小支护高度，m，
h m a x——煤层最大厚度，2.9m
hmin——煤层最小厚度，取2.4m，
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200mm，
S2——顶板最大下沉量，取160mm，
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：H m a x＝2.9＋0.2＝3.1m
Hmin＝2.4－0.16-0.1-0.1=2.04m
1.2.2.3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6～8，设计取8，
H——最大采高，2.9m，
R——岩石容重，一般取2.3t/m3。
则：q＝8×2.9×2.3=53.36 t/m2
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：72 t/m2
据以上计算及查表选取，确定支架支护强度为72t/m2。
1.2.2.4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ZY—35型。
该支架技术参数如下：
支架初撑力：188.4吨力（1884kN），
支架工作阻力：400吨力（4000kN），
底板比压：18.6公斤力/厘米2（1.86MPa），
泵站工作压力：200公斤力/厘米2(20 MPa），
支护强度：73吨力/米2(0.73 MPa）。
1.3单体液压支柱工作高度，支护强度及型式的选择
1.3.1支柱最大工作高度H max及最小工作高度H min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2.9m，2.4m，
c——顶梁高度，96mm，
s——最大控顶距处顶板顶板下沉量，160mm，
a——支柱卸载高度，80mm。
则：Hmax＝2.9－0.096=2.804（m）
Hmin＝2.4－0.16－0.096－0.08=2.064（m）
1.3.2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：
由于工作面最大采高为 2.9m，选型时按照3m采高进行选取支护强度
为：
1.6×35=56(吨/米2)即0.56MPa。
支护密度：56÷25=2.24（根/m2）
1.3.3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0.6m，铰接顶梁的长度取截深的整数倍。
1.4滚筒采煤机的选择
1.4.1采煤机性能参数的计算与决定
1.4.1.1滚筒直径的选择
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h m a x的一半，一般可按D=（0.52～0.6）h m a x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直径相近的数值。
D=0.52×2.9=1.508(m)
根据计算，设计取 1.6m。
1.4.1.2截深的选择
截深的选择，受煤层厚度、倾角、顶板稳定性、截割阻抗、及液压支架的推移步距影响。中厚煤层一般选取0.6m～0.8m，同时考虑到我国生产的采煤机大部分截深在0.6m左右，设计选取截深为0.6m。
1.4.1.3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。设计取45转/分。
滚筒直径为 1.6m ，转速为45转/分，则可计算出截割速度为 3.768米/秒。
1.4.1.4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动率有关。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动率，我国平均水平在40％左右。设计取正常开动率为40％。
采煤机最小设计生产率由下式计算：
4
.024min ?=
W
Q
式中：
Q m i n ——采煤机最小设计生产率，t/h ，
W ——采煤工作面的日平均产量，750000÷300=2500（t ） 0.4——采煤机有效开动率。 则：)/(4.2604
.0242500
4.024min h t W Q =?=?=
1.4.1.5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Q m i n 决定的牵引速度V 1,
γ
···60min
1B H Q V =
m/min
式中：Q m i n ——采煤机最小设计生产率，260.4t/h ， H ——采煤机平均采高，2.65m ， B ——采煤机截深，0.6m γ——煤的容重，1.35t/m 3
min)
/(02.235
.16.065.2604
.260···60min 1m B H Q V =???==
γ 2、根据截齿最大切削厚度决定的牵引速度V 2，
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V 2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h m a x 在月牙中部，可用下式求出。
n
10002
max ?=
m V h mm 上式中，m 一般取3，n 根据上面的计算取45转/分。一般来说，h m a x
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45mm 。
则：1000
n m
a x 2h m V '???=
m/min
式中：h ’m a x ——截齿在齿座上伸出长度的70％，取45mm 。 则：m i n )
/(075.61000
454531000n max 2m h m V =??='??=
3、按液压支架的推移速度决定牵引速度V 3
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V 1，但应小于V 2，并与V 3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 ＝4m/min 采煤机的牵引速度确定后，则采煤机的生产率Q 为 Q ＝60·H ·B ·V ·γ t/h
将上述确定的直带入公式求得采煤机的生产率为 Q ＝60×2.65×0.6×4×1.35＝515.16（t/h ） 1.4.1.6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。
本设计煤层截割阻抗为A X ＝375N/mm ，根据下述公式可求得采煤机截割时的比能耗H ωX
B X
X H A
A H ωω?=
式中：H ωX ——煤层截割比能耗，kW ·h/t ， A X ——煤层截割阻抗，375 N/mm ， A ——基准煤截割阻抗，取190 N/mm ，
H ωB ——基准煤比能耗，通过插入法计算知，当牵引速度为
5.5m/min 时，基准煤比能耗为0.39 kW ·h/t 。
则：)/(77.039.0190
375t h kW H A A H B X X ?=?=?=
ωω 由于本设计采煤机为双滚筒采煤机，所以后滚筒的截割比能耗X H ω
'可由下式求得。
X X H K H ωω
?='3 式中：K 3——后滚筒工作条件系数，根据采煤机割煤方式，取0.8。
则：)/h kW (616.077.08.03t H K H X X ?=?=?='ωω
采煤机所需电机功率为：
)4.06.0(2
1X X H H K K Q
N ω
ω'++=
式中：K 1——功率利用系数，采煤机用一台电机驱动，取1， K 2——功率水平系数，查表取0.95(牵引速度调节方式为自动调节，电机最大转矩和额定转矩的比值取 2.2～2.4)
则：）
kW (9.233)616.04.077.06.0(95
.0195
.643=?+?+=
N 由于国内采煤机的功率均以系列化，根据计算数值就近选取，设计选采煤机的功率为300kW 。
1.4.1.7采煤机牵引力
根据采煤机电动机的功率，可直接查表求得采煤机的牵引力。 查表：采煤机牵引力250～300kN 。
1.4.2初选采煤机及其配套设备
根据采高，滚筒直径，截深，生产率，电机功率，牵引力及牵引速度，初步选择采煤机型号为MLS3H-340，查阅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，确定选用ZC5-ZY35成套设备。但其刮板机的运输能力偏小，设计选取电机功率为320kW。且其机电设备选型大部分为国家淘汰产品，本次设计根据实际进行了适当调整。设备选型配套情况见下表1－4－1：
采煤机主要技术参数见表1-4-2。
表1-4-2 采煤机主要技术参数表
1.4.3初选采煤机主要技术参数的校核
1.4.3.1最大采高的校核
本设计最大采高h m a x为 2.9m，滚筒直径D为 1.6m，采煤机高度A及
所需底托架高度B 可由下式计算：
A ＝h max ＋
)2sin (2max D L H +-α B ＝h max －)2
sin 2(max S D
L H +++α
式中：A ——采煤机高度，m
h m a x ——工作面最大采高，2.9m
H ——采煤机截割部减速箱高度，一般等于电机高度，0.6m L ——摇臂长度，1.19m α
m a x —
—摇臂向上摆动最大角度60°，
D ——滚筒直径，1.6m
S ——运输机槽帮高度，0.220m 则：A ＝2.9＋
)2
6
.160sin 19.1(26.0+-＝1.37（m ） B ＝2.9－)(55.0)22.02
6
.160sin 19.126.0(
m =+++ 1.4.3.2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
式中：h 1——支架顶梁高度，0.33m
h 2——过机高度，不应小于0.1～0.25m ，取0.15m ， 则：h m i n ＞1.37＋0.033＋0.15=1.533m
工作面最小采高 2.4m ，选型满足最小采高的要求。
1.4.3.3卧底量校核
最大卧底量K m a x 按下式计算：
K m a x ＝A －
2
sin 2max D H --β 式中，βmax ——摇臂向下摆动最大角度，20° K m a x ＝1.6－
2
6
.120sin 26.0-
-=0.16（m ） 采煤机卧底量一般为90～300mm ，最大卧底量为0.16m ，满足要求。
1.4.3.4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：
γ
···60B H Q V '=
'
式中：Q '——运输机的运输能力，800t/h H ——平均采高，2.65m B ——采煤机截深，0.6m γ——煤的实体容重，1.35t/m 3 则：mi n )
/m (2.61.35
0.62.65·60800
＝???=
'V 设计选取得截割牵引速度为4m/min ，计算值大于选取值，满足要求。
1.4.3.5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 ＝K 2G ＋fD （cos α－K 2＋2K 3）±Gsin α 式中：f ——摩擦系数，取平均值0.18 K 1——经验系数，取0.7 K 2——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，煤层倾角倾角为6°，取0.402
最后一项，当向上牵引时，取正号，向下牵引时，取负号。
1.5采煤机、支护设备、输送机配套关系图
采煤机、输送机、支护设备均已系列化，选取设备时，应根据计算参数选择相近参数的设备。本次设计根据计算选择综采成套设备ZC5－ZY35,并根据设计的实际情况进行了适当的修改。
工作面设备配套关系图见附图。
毕业设计（论文）说明书
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1
第二章矿山运输机械选型设计
2.1回采工作面运输机械的选择设计
2.1.1设计原始资料
1、回采工作面生产能力Q c（t/h）
Q c＝60·h·b·γ·V
式中：h——回采平均高度，2.65m
b——滚筒截深，0.6m
γ——原煤容重，1.35t/m3
V——采煤机牵引速度，4m/min
则：Q＝60×2.65×0.6×1.35×4=515（t/h）
2、刮板输送机的铺设长度L（m）
设计工作面长度为110m，刮板铺设长度为110m。
3、刮板输送机的铺设倾角（β）
煤层倾角为6°，刮板输送机的铺设倾角最大按6°考虑。
4、物料的散碎密度（γ）
物料散碎密度为0.9t/m3。
2.1.2刮板输送机的验算
2.1.2.1验算运输能力
刮板输送机的运输能力为
Q＝3.6Fγψ（V－Vc/60）
式中：F——运行物料的断面积，经过SGZ764-320型刮板的运行物料
断面积为0.28m2
γ——物料的散碎密度，0.9t/m3
V——刮板链速，1.1m/s
Vc——采煤机牵引速度，4m/min
ψ——装满系数，查表可知，当β为6°时，取0.8 则：Q＝3.6×0.28×900×0.8×（1.1－4/60）=749t/h＞Qc＝515 t/h 所选刮板输送机适合。
2.1.2.2运行阻力计算
（1）重段直线段的总阻力
W z h＝（q·ω＋q1·ω1）L·g·cosβ－（q＋q1）L·g·sinβ＝118092N
式中：q——中部槽单位长度货载质量，kg/m
q＝Q c/3.6V＝749/3.6×1.1=189kg/m，
q1——刮板链单位长度质量，18.8kg/m
ω——物料在溜槽中运行阻力系数，取0.7
ω1——刮板链在溜槽内移行的阻力系数，取0.3
L——刮板输送机的铺设长度，110m
β——刮板输送机的铺设倾角，6°。
（2）空段直线段的总阻力
W k＝q1·L·g（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，W k＝8331N
（3）弯曲段运行阻力
工作面刮板输送机在推溜时，机身产生蛇形弯曲，由此产生的附加阻力为
①重段弯曲段的附加阻力
W z h w＝0.1Wzh=11809N
式中：W z h w——重段弯曲段附加阻力，N
②空段弯曲段附加阻力
W k w＝0.1W k=831N
③刮板链绕经从动链轮处的阻力
W c＝（0.05～0.07）S y＇=640N
式中：S y＇——刮板链在从动链轮处的阻力，10665N
④刮板链绕经主动链轮时的阻力
W z＝（0.03～0.05）（S y＋S l）＝656N
式中：S y＇——刮板链在主动链轮相遇点的张力，10665N
S1——刮板链在主动链轮分离点的张力，11198N。
总的牵引力W0可按下式计算
W0＝1.21(W z h＋W k)
＝1.21(118092+8331)
=152971N
2.1.2.3刮板链张力的计算
（1）判断最小张力点的位置
设计选取双机头驱动，按两端布置传动装置分析，W k －1/2W 0＜0，则1点为最小张力点。
（2）用逐点计算法求各点张力 通常从最小张力点开始计算。 计算简图如下： S 1=Smin ＝6000N
S 2=S 1＋W z h ＝6000＋118092＝124092N S 3= S 2－W 0＝124092－152971/2＝47606.5N S 4= S 1+ W k =6000+8331=14331N 2.1.2.4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 W 0＝1.21(W z h ＋W k ) ＝1.21(118092+8331) =152971N Nmax ＝
kW v W 4.2108
.010001
.115297110000=??=η Nmin ＝kW vg L q 1.208
.04138
.91.16cos 3.01108.18413cos 00=??????=ηβω
N d ＝0.6kW N N N N x ma 7.1322
min min max 2
=+?+
考虑20％的备用功率，取电机功率备用系数为k ＇＝1.2，则： N ＝1.2N d =159.24kW
由计算知，所选刮板输送机的电机功率满足要求。 2.1.2.5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，一般按2000～3000N 考虑。
2.1.2.6验算刮板链的强度 刮板输送机刮板链的安全系数为 n ＝
m ax
2.12S S d λ
?＝7.8
式中：n ——刮板链安全系数，
S d ——一条链的破断力，610000N ，
Smax ——刮板链的最大净张力，124092N ， λ——双链负荷不均匀系数，取0.96。 计算出的安全系数必须满足： n ≥3.5
经计算，n 为7.8,说明链子的强度满足。
2.2采区运输顺槽运输机械的选择设计 2.2.1转载机的选择
2.2.1.1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；
机械设计课程设计题目
附录I： 机械零件课程设计题目 题目A 设计一用于带式运输机上的圆锥园柱齿轮减速器。工作经常载，空载起动，工作有轻震，不反转。单班制工作。运输机卷筒直径Ｄ=320ｍｍ,运输带容许速度误差为5％。减速器为小批生产，使用期限10年。 附表1 原始数据 题号 Ａ１Ａ２Ａ３Ａ４Ａ５Ａ６ 运输带工 作拉力Ｆ （Ｎ） 2×103 2.1×103 2.2×103 2.3×103 2.4×103 2.5×103 运输带工 作速度Ｖ （ｍ/ｓ） 1.2 1.3 1.4 1.5 1.55 1.6 １．电动机２．联轴器３．圆锥齿轮减速器４．带式运输机 附图1
题目B 设计一用于带式运输机上的同轴式两级圆柱齿轮减速器。工作平稳。单向运转，两班制工作。运输带容许速度误差为5％。减速器成批生产，使用期限１０年。 附表2 原始数据 题号 B1B2B3B4B5B6B7 运输机工 作轴扭矩 Ｔ（Ｎ。 ｍ） 1300135014001450150015501600 运输带工 作速度Ｖ （ｍ/ｓ） 0.650.700.750.800.850.900.80 卷筒直径 Ｄ（ｍｍ） 300320350350350400350 １．带传动２．电动机３．同轴式两级圆柱齿轮减速器４．带式运输机５．卷筒 附图2
题目C 设计一用于链式运输机上的圆锥圆柱齿轮减速器。工作平稳，经常满载，两班制工作，引链容许速度误差为5％。减速器小批生产，使用期限５年。
附表3 １．电动机２．联轴器３．圆锥齿轮减速器４．链传动５．链式运输机 附图3 题目D 设计一斗式提升机传动用的二级斜齿圆柱齿轮同轴式减速器。传动简图如下，设计参数列于附表4。 附表４斗式提升机的设计参数 题号参数 题号 D1D2D3D4 生产率Ｑ（ｔ/ｈ）15162024提升带速度Ｖ（ｍ/ｓ） 1.82 2.3 2.5ｍ）
流体机械,水泵的选型设计
流体机械课程设计 题目：矿井排水设备选型设计 1概述 2设计的原始资料 开拓方式为立井，排水高度为342m，正常涌水量为655m3/h； 最大涌水量为850m3/h；持续时间60d。矿水PH值为中性，重度为10003N/m3，水温为15℃。该矿井属于高沼气矿井，年产量为5万吨。 3排水方案的确定 在我国煤矿中，目前通常采用集中排水法。集中排水开拓量小，管路敷设简单，管理费用低，但由于上水平需要流到下水平后再排出，则增加了电耗。当矿井较深时可采用分段排水。 涌水量大和水文地质条件复杂的矿井，若发生突然涌水有可能淹没矿井。因此，当主水泵房设在最终水平时，应设防水门。 在煤矿生产中，单水平开采通常采用集中排水；两个水平同时开采时，应根据矿井的具体情况进行具体分析，综合基建投资、施工、操作和维护管理等因素，经过技术和经济比较后。确定最合理的排水系统。 从给定的条件可知，该矿井只有一个开采水平，故可选用单水平开采方案的直接排水系统，只需要在2343车场附近设立中央泵房，就可将井底所有矿水集中排至地面。
4水泵的选型与计算 根据《煤矿安全规程》的要求，主要排水设备必须有工作水泵、备用水泵和检修水泵。工作水泵的能力应能在20h 内排除矿井24h 的正常涌水量（包括充填水和其他用水）。备用水泵的能力应不小于工作水泵能力的70%，并且工作水泵和备用水泵的总能力，应能在20h 内排出矿井24h 的最大泳水量。检修水泵的能力应不小于工作水泵能力的25%。水文地质条件复杂的矿井，可根据具体情况在主水泵房内预留安装一定数量水泵的位置，或另增设水泵。 排水管路必须有工作和备用水管。工作水管的能力应能配合工作水泵在20h 内排完24h 的正常涌水量。工作和备用水管的总能力，应能配合工作和备用水泵在20h 内排出矿井24h 的最大涌水量。 水泵必须排水能力计算 正常涌水期 h m q q Q z z B /7866552.12.12024 3=?=== 最大涌水期 h m q q Q /10208502.12.12024 3max max max =?=== 式中 B Q ——工作水泵具备的总排水能力，3/m h ； max Q ——工作和备用水泵具备的总排水能力，3/m h ； z q ——矿井正常涌水量，3/m h ； max q ———— 矿井最大涌水量，3/m h 。
煤矿机电设备的安全管理与维护研究(2021新版)
( 安全管理 ) 单位：_________________________ 姓名：_________________________ 日期：_________________________ 精品文档 / Word文档 / 文字可改 煤矿机电设备的安全管理与维 护研究(2021新版) Safety management is an important part of production management. Safety and production are in the implementation process
煤矿机电设备的安全管理与维护研究 (2021新版) 引言 由于煤矿生产条件和生产环节的复杂性，这对机电设备的安全运行提出了更高、更严格的要求。据统计：在我国煤矿的固定资产总额当中，有55%-65%是机电设备和设施，所花费的工资、能耗、油脂、配件、维修费用等的总和要占煤炭生产成本的40%以上。传统的机电设备管理方法已不能够适应当前形势的发展，因此，应严格执行管理制度化，提高机电队伍的整体素质，进行机电设备的技术改造，建立质量监控与检修体系，加快机电管理信息化建设和严格执行岗位责任制。 1煤矿安全管理和维护措施 1.1严格执行岗位责任制机电设备维修人员和操作人员都属于
特殊工种岗位，要确保设备的正常安全运行，首先要提高设备维修人员和设备操作人员的责任心。同样的设备、同样的使用环境，有责任心和没有责任心的人员操作设备，其效果大不一样。有责任心的人员操作设备时，能够严格遵守设备的操作规程操作设备，经常清理设备周围及设备上的粉尘，保持设备清洁，经常注意观察设备的运行情况，一旦发现有异常现象能及时停机，叫维护人员到现场检查维修，及时排除故障隐患。严格执行设备维修人员及设备操作人员的岗位责任制，并与经济利益挂钩，把各种管理措施进行量化管理，每个月由矿机电管理职能部门对维修人员及操作人员所管辖的设备责任范围进行检查验收，设备完好率达到规定要求的给予奖励，设备完好率达不到要求的进行处罚。对设备的维修与使用执行动态管理，机电管理职能部门要经常深入井下检查监督设备的使用和维护情况，一旦检查出防爆电气设备失爆的要追究有关人员的责任，对于不按照设备操作规程使用设备而引起设备损坏的，追究使用单位和操作者的责任。 1.2进行机电设备的技术改造技术改造是企业走向内涵为主的
机械设计课程设计题目5
中北大学
课 程 设 计 说 明 书
学生姓名： 学 专 题 院： 业：
学 号：
目： 设计同轴线式二级斜齿圆柱齿轮减速器，该减速
器用于汽车发动机装配车间的皮带运输机的传 动系统中
指导教师： 指导教师：苗鸿宾 程志刚
职称: 职称: 副教授 高工
2011 年 5 月
27 日
中北大学
课程设计任务书
2010/2011 学年第 二 学期
学 专
院： 业： 学 号：
学 生 姓 名：
课程设计题目：设计同轴线式二级斜齿圆柱齿轮减速器，
该减速器用于汽车发动机装配车间的皮带 运输机的传动系统中
起 迄 日 期： 课程设计地点： 指 导 教 师： 系 主 任： 苗鸿宾 暴建岗 程志刚
下达任务书日期:
2011 年 5 月 27 日
课 程 设 计 任 务 书
1．设计目的：
1)、综合运用本课程的理论和生产实际知识进行设计训练，使所学的知识得到进一 步的巩固和发展； 2)、学习机械设计的一般方法和步骤，初步培养学生分析和解决工程实际问题的能 力，树立正确的设计思想，为今后毕业设计设计和工作打下良好的基础； 3)、进行方案设计、结构设计、机械制图和运用设计手册、标准及规范等技能的训 练，使学生具有初步机械设计的能力。
2．设计内容和要求（包括原始数据、技术参数、条件、设计要求等） ：
技术要求： 技术要求 该运输机两班制工作，单向回转，工作平稳，传送带运行速度允许误差为±5％，使 用期限为 10 年。 原始数据 滚筒直径： 传动带运行速度： 传动带主轴所需扭矩：
mm
m/s
N·m
1－电动机 4－联轴器
2－带传动 5－滚筒
3－减速器 6－传动带
3．设计工作任务及工作量的要求〔包括课程设计计算说明书(论文)、图纸、 实物样品等〕 ：
1) 完成传动系统或执行系统的结构设计，画出传动系统或执行系统的装配图。 2) 设计主要零件，完成 3 张零件工作图。 3) 编写设计说明书。
矿井提升选型设计样本
第三部分矿井提升设备选型设计设计原始数据 主井提升：1、矿井年产量A=90万吨； 2、工作制度：年工作300天，日工作18小时； 3、矿井为单水平开采，井深 4、提升方式为立井单绳缠绕提升； 5、散煤容重r=0.9t/m3。 设计要求： 1、矿井深度数H S=270米； 2、装载高度H2=18M； 3、卸载高度H X=18M； 一、提升容器的选择 在矿井年产量，工作制度一定的情况下，我们可以选择大容量容器低速提升，也可选择小容量容器以较高速度提升，这两种提升方式，前者因容量大，所需提升钢丝绳直径粗，提升机直径大，电动机功率大。 一般认为经济的提升速度为 V j＝（0.3～0.5）√H ＝米/秒 式中 H——提升高度（米） 一般情况下取中间值进行计算，即V j＝0.4√306＝7米/秒,对于箕升H=H S+H X+H Z＝270＋18＋18＝306（米） 式中H S——矿井深度=270米；
H X——卸载水平与井口高差（卸载高度），箕斗提升H X=18m. H Z——装卸高度，箕斗提升H Z=18m。 根据经济速度，可以估算经济提升时间 T j=V j/a＋H/V j＋u＋θ＝7/0.8＋306/7＋10＋10＝72.5（秒） 式中α——提升加速度，对于箕斗，可取0.8米/秒2。。 u——容器爬行阶段附加时间，可暂取10秒（对于箕斗）。 θ——每次提升终了后的休止时间，可暂取10秒。 从而可求出一次经济提升量 Ｑj ＝C·a f·A a·T j/3600bt ＝1.15×1.2×900000×72.5/(3600×300×18) ＝4.63吨/次 式中A n——矿井年产量90（吨/年） a f——提升富裕系数，对第一水平要求≥1.2 C——提升不均匀数有井底煤仓c=1.15 t——日工作小时数（一般取18小时） b——年工作日（一般取300天） 根据计算所得Ｑj从箕斗规格表中选取JL-6型立井单绳箕斗。主要参数如下： 型号：JL-6 名义装载质量6t 有效容积：6.6m3提升钢丝绳直径：43mm 钢丝绳罐道直为32～50mm；数量为4个 刚性罐道：2个380N/m钢轨箕斗质量：5t
-矿井排水设备选型设计
设计题目：矿井排水设备选型设计 综放工作面选型设计 本次设计是根据煤矿的实际情况、环境条件而制定的。好的煤矿机械设备选型设计和供电系统，对于企业来说，可以更好的利用和合理分配电力资源，促进安全生产和降低生产成本。所有的设计方案都要以《煤矿安全规程》、《煤矿井下供电设计规范》、《煤矿电工手册》等为准则。 本设计介绍了矿井排水设备选型、综放工作面供电系统；排水设备选型主要介绍确定排水系统、选择排水设备、给出指标经济核算、绘制水泵房布置图、绘制管路系统图等；紧力及选用的电机功率的计算等；综放工作面供电系统主要是介绍采煤工作面供电系统拟定、电缆选型校验、低压供电系统开关整定校验、高压系统整定校验、接地保护系统、漏电保护系统。 总之，所有的煤矿机械设备选型和供电系统都是以井下安全生产所服务为目的。设计一套完整、完善的煤矿机械设备选型设计和井下供电系统，对煤矿安全生产是必不可缺少的。 关键词：机械设备选型; 排水设备选型；选型设计；井下；综放工作面；供电。
目录 目录 (2) 绪论 (4) 第一部分矿山固定设备选型设计 (6) 矿井排水设备选型设计 (6) 1. 概述 (6) 2. 排水设备及系统的选择 (7) 2.1设计的原始资料 (7) 2.2水泵的型号及台数选择[6] (8) 2.3 管路的选择 (8) 3. 工况点的确定及校验 (10) 3.1 管路系统 (10) 3.2 校验计算 (12) 4. 电耗计算................................................................................................. 错误!未定义书签。 4.1 年排水电耗................................................................................... 错误!未定义书签。 4.2 吨水百米电耗校验....................................................................... 错误!未定义书签。 第二部分综放工作面供电设计............................................................... 错误!未定义书签。 1. 概述......................................................................................................... 错误!未定义书签。 1.1综放工作面供电系统拟定[2].......................................................... 错误!未定义书签。 1.2 综放工作面负荷统计.................................................................... 错误!未定义书签。 1.2.1材料道供电系统负荷：（660V）.............................................. 错误!未定义书签。 1.2.2 溜子道供电系统负荷：（660V）............................................. 错误!未定义书签。 1.2.3 工作面1140 V 供电系统负荷：............................................ 错误!未定义书签。 2. 设备的选择、整定计算、校验[10] [11]： ............................................... 错误!未定义书签。 2.1功率因数[3]：.................................................................................. 错误!未定义书签。 2.2 各变压器容量校验：.................................................................... 错误!未定义书签。 3. 材料道供电系统：................................................................................. 错误!未定义书签。 3.1 设备选择：.................................................................................... 错误!未定义书签。 3.2 电缆的选择[5]................................................................................. 错误!未定义书签。 3.2.1干线............................................................................................ 错误!未定义书签。 3.2.2 负荷线....................................................................................... 错误!未定义书签。 3.3 电压损失检验[12]： ................................................................... 错误!未定义书签。 3.4材料道开关整定计算、校验：..................................................... 错误!未定义书签。 3.4.1 材料道配电点(3-5＃ KBD-200A）整定：（动力）............... 错误!未定义书签。 3.4.2 材料道分支馈电（3-4＃ KBD＃- 400A）............................. 错误!未定义书签。 3.4.3 材料道总馈电（3-1＃ KBD-400A）....................................... 错误!未定义书签。 4. 溜子道供电系统：................................................................................. 错误!未定义书签。 4.1 设备选择、校验：................................................................................ 错误!未定义书签。 4.2 1# 移变（660V）供电系统：........................................................... 错误!未定义书签。 4.2.1 电缆选择、校验[1].................................................................... 错误!未定义书签。
矿井 提升设备选型计算
9、提升、运输、空气压缩设备 9.1主井提升设备 9.1.1提升装置 矿井设计生产能力15万t/a，主井为混合提升井，担负矿井煤炭、矸石、材料、人员等的提升任务。 1、设计依据 （1）井筒参数：倾角α＝11°，井筒斜长L=797m （+658.1m~+506m）。 （2）车场形式：上、下部均为甩车场。 （3）提升斜长：L =L+上、下车场=797+50=847m。 t （4）工作制度：每年工作330d，每天工作16h/d，三班提升。 （5）最大班提升量：提煤量152t/班，矸石34.1t/班，升降人员50人，坑木1次，火药1次，设备及其他3次。 （6）最大件重量考虑：8t。 （7）提升容量：U型1t矿车，自重Q =600kg、人车： c 选择XRC-15型人车3辆，一头二尾，头车自重：1767kg，尾车自重：1908kg。 （8）提升方式：单钩串车提升。 2、选型计算 主井现实际安装了1台JK-2×1.8/20型提升机，滚筒直径D =2000mm，滚筒宽B=1800mm（加宽型）。该绞车最大g
静拉力F =6000kg，提升速度V=3.8m/s，最大容绳量为1280m。 z 本设计按15万t/a对该提升机进行选型验算。 （1）选择钢丝绳 每次可提煤车7个,、矸石车5个、人车3辆，则绳端荷载： 提煤时：（式中f=0.01、f=0.2） Qd=n（Qc+Qk）×（sin11°+f1cos11°） =7（600+1000）×0.201 =2251kg 提矸时： Qd=n（Qc+Qk）×（sin11°+f1cos11°） =5（600+1700）×0.201 =2312kg 提人时： Qd=（Qc+Qw+Qk）×（sin11°+f1cos11°） =（1767+1908×2+75×45）×0.201 =1801kg 提升最大件时： 由于每次可提5个矸石车，5×1700=8500kg大于最大件重量8000kg，满足要求，不予计算。 钢丝绳的悬重长度：Lc=Lt+30=847+30=877m 钢丝绳单位重量（按提矸计算）：
煤矿机电设备管理论文
浅谈煤矿机电运输及设备管理论文 摘要 煤矿机电运输事故是矿井生产环节的重要组成部分，也遍布矿井的每个角落，同时也是矿井发展的因素之一。通过对煤矿机电运输中存在的安全隐患事故进行分析和提出防治措施，将会大大降低煤矿机电运输事故，为煤矿健康稳定发展保驾护航。 煤矿机电运输是矿井生产环节的重要组成部分，它贯穿了矿井的各个生产环节，战线长，涉及面广，特殊工种多，技术性强。随着采掘的深入，生产能力的提高，机电运输系统的战线逐渐加长，一旦矿井机电运输系统发生事故，不仅影响煤矿生产，而且会严重威胁矿井及人员的生命安全，因此认真分析当前机电运输事故多发的原因，探讨在新的用工体制下行之有效的安全管理方法，吸取教训，提高安全管理水平，具有十分重要意义。 关键词：煤矿机电运输事故、隐患、、措施、防排水装置、风机装置、设施管理。
一、煤矿机电运事故的原因剖析与控制煤矿机运事故对策 (一)、煤矿机运事故的原因剖析 1、安全基础工作薄弱，安全可靠性差：一是安全投入不足，考核不严，机运标准化工作难以到位；二是特种作业人员的安全培训不够，特别是用人体制的进一步改革并岗之后，职工都在满负荷甚至超负荷状态下工作，有的岗位还打破了8小时工作制做连班，要抽出人员进行脱产培训的确很难。因业务培训难以组织或组织成效不大，从而使工人不能得到很好的培训，技术素质得不到提高。 2、安全制度不严，遗留安全隐患：一是岗责任制不健全，对某些工作相互扯皮，隐患得不到及时整改落实；二是安全制度执行不严，对安全考核不够严厉，安全奖惩不及时兑现，影响了管理人员反“三违”的积极性；三是对事故处理未严格按：“三不放过”原则分析处理，处罚太轻甚至层层保护，不严肃追究责任，职工受不到教育，防范措施不到位，结果是事故重复发生。 3、指令性的临时工顶替：由于待岗人员顶替时间短，对顶替工种操作熟练程度差，缺乏顶岗前的安全培训，产生违章指挥和盲目操作双重不安全因素。 4、特种作业人员安全意识淡薄：特种作业人员安全意识淡薄，麻痹大意，没有牢固树立“安全第一”的意识。违反了“三大规程”及有关安全规定，违规指挥、违规操作时有发生。 5、特种作业人员文化程度参差不齐，掌握特种作业技术不娴：据统计，17起机运事故中当事人小学文化程度的占了40%。对技术工
矿井提升机的选型原则
矿井提升机的选型原则 对于年产量大于600kt的大、中型矿井，由于提升煤炭及辅助工作最均较大，一般均设主、副井2套提升设备。主井采用箕斗提升煤炭，副井采用罐笼完成辅助提升任务，如提升矸石、升降入员和下放材料、设备等。矿山机械设备对于年产量小于300kt 的小型矿井，如果仅用1套罐笼提升设备就可以完成全部主、副井的提升仟务时，则采用丨套提升设备是经济的。对于年产量大于1800kt的大型矿井，主井往往需要2套箕斗提升设备，副井除配备1套罐笼提升设备外，多数尚需要设置1套单容器平衡锤系统专门提升矸石。(2) 一般情况下，主井均采用箕斗提升方式。但在特殊条件下，例如矿井生产的煤质品种多，且需分别运送，或是保证煤炭有足够的块度，只好采用罐笼作为主井的提升设备。(3) 为了提高生产率，中型以上的矿井原则上都要采用双钩提升。矿山机械设备如果矿井同时开采水平数过多，采用平衡锤单容器提升方式也是比较方便的。(4) 根据我国H前的实际情况，对于小型矿并，以采用单绳缠绕式提升系统为宜。对于年产量9001ct以上的大甩矿井，以采用多绳摩擦提升系统为宜。矿山机械设备对于中型矿并，如井较浅，可采用单绳缠绕系统；井较深时，也可采用多绳摩擦提升系统，或主井采用单绳箕斗，副井采用多绳摩擦罐笼提升。(5)
矿井若有2个水平，且分前、后期开采时，提升机、井架或井塔等大型固定设备要按最终水平选择。提升容器、钢丝绳和提升电动机根据实际情况也可按第一水平选择，待井筒延伸到第二水平时，另行更换，但电动机以换装一次为宜。(6) 对于斜井，目前应采用单绳缠绕式提升机。(7) 地面生产系统靠近井口时，采用箕斗提升可以简化煤的生产流程；若远离井口，地面尚需一段窄轨铁路运输，应采用罐笼提升。以上所述，仅提出了决定提升方式的一般原则。矿山机械设备在具体的设计工作中，要根据矿井的具体条件，提出若干可行的方案，然后对基建投资、运转费用、技术的先进性诸方面进行技术经济比较，同时还要考虑到我国提升设备的生产和供应情况，才能决定合理的方案。矿山机械设备特别是计算机技术在煤矿的日益广泛应用，为矿井设计和优化设计提供了更为有利的条件。
某煤矿主排水设备选型设计
安徽矿业职业技术学院 毕业设计说明书 设计题目某煤矿主排水设备选型设计作者姓名叶德伍 学号 1 系部机电工程系 专业矿山机电 指导教师张丽芳老师 2013年3月28日
本次论文设计是基于煤矿流体机械选型设计，完成煤矿主排水设备水泵的型与设计。 本文根据安全和工作能力的要求，选取相应的水泵，以与对应的电动机。并且根据煤矿需要，计算年耗电量，进行基本的生产成本算。 本文主要是煤矿用排水设备的选型，通过对以上设备的合理选型与设计，使工人的工作条件得到一定的改善，实现最大的经济效益。 选型设计中，根据《煤矿安全规程》的有关规定，在保证与时排除矿井涌水的前提下，使排水总费用最小，因而选择最优方案。 根据设计任务书所提供资料，以严格遵守《矿井安全规程》所规定的有关条款为依据，以安全可靠为根本，投入少、运行费用低为原则的设计指导思想，在煤矿生产中，单水平和两个水平开采，应根据矿井的具体情况进行具体分析，综合基建投资,施工，操作和维修管理等因素，在确定最合理的排水系统。 初步选择排水方案，进行设备选型以与相关计算，确定设备工况，校验水泵的稳定工作条件、经济运行条件，排除不合理方案。对所剩方案进行经济核算，根据各设备外形尺寸与安装要求，并考虑其运行条件，最终确定泵房与管路的布置图。 关键词：矿井涌水; 水泵; 工况点; 设备布置; 修改建议： 1、目录从第1页开始 2、7.4设备购置费7.5安装工程费这两部分去掉
第一章、绪论 (1) 1.1矿水 (4) 1.2矿山排水设备的组成 (4) 第二章、矿井排水系统的确定与要求 (5) 2.1排水系统的要求 (5) 2.2矿井排水系统的确定 (5) 2.3矿井主排水系统的设计 (6) 第三章、水泵的选型与台数计算 (7) 3.1设备最小能力计算 (7) 3.2水泵扬程 (7) 3.3预选水泵的形式 (8) 3.4确定水泵的级数 (8) 3.5选定水泵的有关参数 (8) 3.6校验水泵稳定性 (9) 3.7确定水泵的台数 (9) 第四章、吸、排水管道选型计算与管道的布置 (10) 4.1管路敷设 (10) 4.2主排水管路连接 (10) 4.3管路支承梁计算 (10) 4.4管径计算 (11) 4.5确定管路壁厚 (11) 4.6计算管路特性 (12) 4.7吸、排管道的布置 (13) 4.8管道特性曲线的绘制与工况点的确定 (13) 第五章、水泵工作合理性校验 (14) 5.1校验排水时间 (14) 第六章、水泵电动机的选型计算 (15) 6.1水泵电动机的选型要求 (15) 6.2电动机结构型式的选择 (15) 第七章、主排水经济指标的计算 (16) 7.1计算水泵安装高度 (16) 7.2验算电机容量 (16) 7.3计算耗电量 (17) 第八章、水泵房、水仓的布置尺寸确定 (20) 8.1水泵房的布置与尺寸的确定 (20) 8.2水仓的布置与尺寸的确定 (22) 8.3水泵房的草绘绘制 (23) 参考文献致 (24) 致谢 (25)
新编煤矿常用机电设备选型设计实用手册
新编煤矿常用机电设备选型设计实用手册第一部分概述 第一篇煤矿常用机械设备及矿 山供电与矿用电 气设备概述 第一章机械产品的分类 第二章机械传动 第三章机械常用零部件 第四章煤矿企业对电气的要求 第五章矿山供电系统 第六章矿用电气设备概述 第二部分煤矿常用机械设备选 型设计 第二篇液压传动选型设计 第章液压传动的基本概念 第二章液压泵简介 第三章液压马达和液压缸 第四章液压控制阀 第五章液压辅助元件 第三篇采煤机械选型设计 第一章栅述
第二章滚筒采煤机的结构 第三章采煤机液压系统设计第四章1 2cMl 5型连续采煤机电控技术 第五章1 2cM27型连续采煤机电控技术 第六章1030型给料破碎机电控技术 第七章cP460 1 50型给料破碎机电控箱电控技术 第八章焊机的使用 第九章地质勘探钻机选型设计第十章井下工程钻机选型设计第十章地面工程钻机选型设计第四篇煤矿提升运输机械设备选型设计 第章矿井提升机的工作原理及结构 第=章矿车 第三章小型工矿电机车 第四章刮板输送机
第五章胶带输送机 第六章矿井辅助运输机械 第七章10sc32型梭车电控技 术 第八章运煤车电控技术 第九章488型铲车电控技术 第十章防爆充电机电控技术 第十一章LYl∞0，’865—10 型连续运输系统电控 技术 第十二章LY20。。型连续运输系统 第五篇回采工作面支护设备选 型设计第章单体液压支护设备．第二章液压支架的分类厦工作 原理 第三章液压支架液压系统设计 第四章液压支架的结构及使用 维护 第五章液压支架用阀选型设计 第六章单体液压支柱用阀选型
设计 第七章空气压缩机用阀选型设计 第八章ARO40一RELMB—wT型锚杆钻机的电 气 系统 第九章TD2 43型锚杆钻机电控技术 第十章乳化液泵站 第+一章乳化液泵站液压系统第六篇掘进机械选型设计 第章钻眼机械 第二章装载机械 第三章掘进机 第四章喷锚机械 第五章掘进机械液压系统 第七篇卷扬设备选型设计 第一章概述 第二章提升辅助设备 第三章单绳缠绕式提升机
《机械设计课程设计》答辩题
机械设计课程设计综合答辩题 1#题： ●电动机的类型如何选择？其功率和转速如何确定？ ●联轴器的类型如何选择？你选择的联轴器有何特点？ ●圆柱齿轮的齿宽系数如何选择？闭式传动中的软齿面和硬齿面的齿宽系数有何不同，开式齿 轮呢？ ●箱体上装螺栓和螺塞处，为何要有鱼眼坑或凸台？ 2#题： ●试分析你设计的减速器中低速轴齿轮上的作用力。 ●考虑传动方案时，带传动和链传动谁布置在高速级好，谁在低速级好，为什么? ●滚动轴承部件设计时，如何考虑因温度变化而产生轴的热胀或冷缩问题？ ●为什么要设视孔盖？视孔盖的大小和位置如何确定？ 3#题： ●一对圆柱齿轮传动啮合时，大小齿轮啮合处的接触应力是否相等？接触许用应力是否相等？ 为什么？ ●圆柱齿轮在高速轴上非对称布置时，齿轮接近扭转输入端好，还是远离输入端好？为什么？ ●轴的强度不够时，应怎么办？定位销有什么功能？在箱体上应怎样布置？销的长度如何确 定？你所设计的齿轮加工及测量基准在何处？齿轮的公差一般应包括哪些内容？ 4#题： ●双级圆柱齿轮减速器的传动比分配的原则是什么？高速级的传动比尽可能选得大是否合适， 为什么？ ●滚动轴承的类型如何选择？你为什么选择这种轴承？有何特点？齿形系数与哪些因素有 关？试说明齿形系数对弯曲应力的影响？ ●以你设计的减速器为例，试说明高速轴的各段长度和跨距是如何确定的？啮合特性表中的检 验项目分别属于齿轮公差的第几公差组？各公差组分别检验齿轮的什么精度？ 5#题： ●开式圆轮应按什么强度进行计算？磨损问题如何在设计中考虑？一对相啮合的齿数不等的标 准圆柱齿轮,哪个弯曲应力大？如何两轮的弯曲强度接近相等？ ●固定式刚性凸缘联轴器和尼龙柱销联轴器在性能上有何不同？试讲述你所选联轴器的特点？ ●轴承凸缘旁螺栓孔中心位置(相对轴心距离)如何确定？它距轴承轴线距离近好还是远好？●减速器内最低和最高油面如何确定？ 6#题： ●提高圆柱齿轮传动的接触强度有哪些措施？为什么？ ●一对相啮合的大、小圆柱齿轮的齿宽是否相等？为什么？ ●设计带传动时，发现带的根数太多，怎么办？ ●旁螺栓距箱体外壁的位置如何确定？考虑哪些问题？
矿井排水设备选型设计课程设计
矿井排水设备选型设计课程设计
龙岩学院资源工程学院 课程设计 题目：矿井排水设备选型设计 姓名：xxx 学号：xxxxx 班级：采矿工程 年级: 2010级 指导老师:xxxxx老师 2013-7
矿井排水选型设计 1、设计题目 某矿正常涌水量为210m3/h，最大涌水量为290m3/h，矿水为中性、密度为1050kg/m3，竖井排水，井深200m，试选择水泵型式，确定台数，确定排水系统，选择管径、管材，验算排水时间，判别工作稳定性。 2、矿井排水系统确定 矿井主要根据第一水平情况进行设计，采用集中排水系统，对其它水平只作适当地数目。 矿井排水系统见图3－1。 图3－1 矿井排水系统简图 排水系统：主排水设备设置在第一水平，第二水平的涌水量由辅助排水设备排至上一水平的水仓中。然后由主排水设备排至地面。 3、排水设备选型计算 1水泵型号及台数 ⑴水泵最小排水量的确定 正常涌水量时：
Q B ′＝ 2420 Q ＝1.2Q m 3/h 式中： Q B ′——水泵最小排水量，m 3/h ； Q ——矿井正常涌水量，m 3/h ； 由此： Q B ′＝1.2×210 ＝252 m 3/h 最大涌水量时： Q Br ′＝2420 r Q ＝1.2 Q Br ′ m 3/h 式中： Q r ——矿井最大涌水量，m 3/h ； 由此： Q Br ′＝1.2×290 ＝348 m 3/h ⑵水泵扬程的计算 'P X B g H H H η+= 式中： P H ——排水高度，取井筒垂深，m ； X H ——吸水高度，取5m ； g η——管道效果，竖井取0.89－0.9； 所以： '40050.9 B H += ＝450m ⑶水泵形式及台数的确定 根据水泵扬程和矿井正常涌水量，从产品样本中选择额定值接近所需值的水泵，水泵型号选250D60×7型，额定流量330 m 3/h ，扬程420m ，转速1480rpm ，吸程6.2m ，效率73％，配带电动机型号JKZ －1250型，容量850KW ，外形2620×1200×1210，自重3500kg 。 水泵台数的选择：根据《安全规程》规定：必须由工作、备用和检修的水泵。工作水泵的能力，应能在20h 内排出矿井24h 的正常涌水量。备用水泵的能力应不小于工作水泵能力的70％。工作和备用水泵的总能力，应能在20h 内排出
煤矿机电设备的安全管理与维护(标准版)
When the lives of employees or national property are endangered, production activities are stopped to rectify and eliminate dangerous factors. （安全管理） 单位：___________________ 姓名：___________________ 日期：___________________ 煤矿机电设备的安全管理与维护 (标准版)
煤矿机电设备的安全管理与维护(标准版)导语：生产有了安全保障，才能持续、稳定发展。生产活动中事故层出不穷，生产势必陷于混乱、甚至瘫痪状态。当生产与安全发生矛盾、危及职工生命或国家财产时，生产活动停下来整治、消除危险因素以后，生产形势会变得更好。"安全第一" 的提法，决非把安全摆到生产之上;忽视安全自然是一种错误。 引言 由于煤矿生产条件和生产环节的复杂性，这对机电设备的安全运行提出了更高、更严格的要求。据统计：在我国煤矿的固定资产总额当中，有55%-65%是机电设备和设施，所花费的工资、能耗、油脂、配件、维修费用等的总和要占煤炭生产成本的40%以上。传统的机电设备管理方法已不能够适应当前形势的发展，因此，应严格执行管理制度化，提高机电队伍的整体素质，进行机电设备的技术改造，建立质量监控与检修体系，加快机电管理信息化建设和严格执行岗位责任制。 1煤矿安全管理和维护措施 1.1严格执行岗位责任制机电设备维修人员和操作人员都属于特殊工种岗位，要确保设备的正常安全运行，首先要提高设备维修人员和设备操作人员的责任心。同样的设备、同样的使用环境，有责任心和没有责任心的人员操作设备，其效果大不一样。有责任心的人员操作设备时，能够严格遵守设备的操作规程操作设备，经常清理设备周
煤矿机电管理思路和对策
煤矿机电管理思路和对策 随着煤矿开采工艺的进步和机械化程度的不断提高,传统的粗放式管理模式已显现出它的诸多弊端,从而为煤矿机电管理工作提出了更高的要求。煤矿机电管理发展的思路目前这个阶段要先从精细化管理入手。精细化管理就是将管理的对象分解量化为具体的数字、程序,在管理目标、标准、任务、流程等方面进行细分,实施精确计划、精确决策、精确控制、精确考核,是与现代集约化、规模化生产方式相适应的一种管理理念,是一种高效、节约的管理方式,可以最大限度地减少管理耗费的资源,从而降低管理成本。 一、实施精细化管理,建立现代企业管理模式 1. 实现决策科学化、精细化,推动建立现代煤矿企业制度。现代企业制度是以公司制度为主体的市场经济体制的基本成分,它的基本要求是产权清晰、权责明确、政企分开、管理科学。因此,煤矿企业要建立现代企业制度,必须首先实现管理理念的精细化,使企业的每个环节都精密有序,让每个员工都成为追求精细化管理的自觉参与者。 2. 企业科学定位,逐步推进精细化管理。企业要通过纵向比较、横向比较,科学、准确地给自己定位,牢牢把握自己在市场中的地位,扩大经济社会影响,增强市场的竞争力。 3. 充分挖掘人力资源,调动职工的积极性、创造性。要给员工讲清精细管理的科学道理,以获得全体员工的理解和
支持,变被动管理为主动参与。要建立精细化管理的用人机制,奖优罚劣,奖勤罚懒,建立规范化、系统化、制度化的奖惩机制。 二、当前煤矿机电管理中存在的问题 当前,许多煤矿机电管理基本上处于粗放式的层次,存在诸多问题。 1. 矿井机电管理没有实现现代化管理系统。安全生产是煤矿生存发展的永恒主题,而煤矿机电设备安全可靠是煤矿安全生产的重要保证。如果没有一套规范科学的管理程序来管理好设备,会给煤矿安全生产带来隐患。 2. 机电管理部门职责不明确,管理权威不强,管理职能没有正常发挥。煤矿机电设备选型是在设备规划工作中优化方案的过程,是设备前期管理的重要内容。当前,由于这一工作尚处于粗放式的管理,导致设备购置和使用存在着部分脱节现象,设备的买、用、修、改造方面各单位存在互相扯皮,各行其是的个别现象,职能部门权威性不强,会造成部分设备闲置、积压,使设备利用率没有完全发挥。 3. 设备管理工作效率较低。煤矿机电设备粗放式管理中,基础管理的总帐、台帐、明细帐部分为手工记帐,部分微机管理没有实现信息联网管理,工作量繁重,以物易物,帐、物不符现象时有发生,系统分析、汇总、统计均非常不便,严重影响了工作效率的提高。
机械设计课程设计答辩经典题目复习进程
机械设计课程设计答辩经典题目
机械设计课程设计答辩经典题目 1． 你所设计的传动装置的总传动比如何确定和分配的？ 答题要点：由选定的电动机满载转速和工作机转速，得传动装置总传动比为：i w m n n = 总传动比为各级传动比的连乘积，即 齿轮带i i i ?=，V 带传动的传动比范围在2—4 间，单级直齿轮传动的传动比范围在3—6间，一般前者要小于后者。 2． 在闭式齿轮传动中，若将齿轮设计成软齿面，一般使两齿轮齿面硬度有一 差值，为多少HBS ？，为什么有差值？ 答题要点：20—50HBS ；因为一对齿轮在同样时间，小齿轮轮齿工作次数较大齿轮的材料多，齿根弯曲疲劳强度较大齿轮低为使其强度和寿命接近，小齿轮齿面硬度应较大齿轮大。 3． 简述减速器上部的窥视孔的作用。其位置的确定应考虑什么因素？ 答题要点：在减速器上部开窥视孔，可以看到传动零件啮合处的情况，以便检查齿面接触斑点和齿侧间隙。润滑油也由此注入机体内。窥视孔开在机盖的顶部，应能看到传动零件啮合，并有足够的大小，以便于检修。 4． 轴上的传动零件（如齿轮）用普通平键作周向固定时，键的剖面尺寸b ×h 值是根据何参数从标准中查得？ 答题要点：与齿轮相配合处轴径的大小；答辩时，以从动齿轮上键联接为例，让考生实际操作。 5． 当被联接件之一不易作成通孔，且需要经常拆卸时，宜采用的螺纹联接形 式是螺栓联接、双头螺柱联接还是螺钉联接？ 答题要点：螺钉联接。 6． 在设计单级原柱齿轮减速器时，一般减速器中的最大齿轮的齿顶距箱体的 距离大于30—50mm ，简述其主要目的。 答题要点：圆柱齿轮和蜗杆蜗轮浸入油的深度以一个齿高为宜，但不应小于10mm ，为避免油搅动时沉渣泛起，齿顶到油池底面的距离不应小于30～50mm 7． 你所设计的齿轮减速器中的齿轮传动采用何种润滑方式？轴承采用何种润 滑方式？简述润滑过程。 答题要点：齿轮传动采用浸油润滑方式；轴承采用飞溅润滑或脂润滑方式。以飞溅润滑为例，当轴承利用机体内的油润滑时，可在剖分面联接凸缘上做出输油沟，使飞溅的润滑油沿着机盖经油沟通过端盖的缺口进入轴承 8． 简述减速器的油标的作用。 答题要点：检查减速器内油池油面的高度，经常保持油池内有适量的油，一般在箱体便于观察、油面较稳定的部位，装设油标。 9． 齿轮和轴满足何种条件时，应齿轮和轴一体，作成齿轮轴。
矿井排水设备选型设计课程设计
龙岩学院资源工程学院 课程设计 题目：矿井排水设备选型设计 姓名：xxx 学号：xxxxx 班级：采矿工程 年级 : 2010级 指导老师 :xxxxx老师 2013-7
矿井排水选型设计 1、设计题目 某矿正常涌水量为210m3/h，最大涌水量为290m3/h，矿水为中性、密度为1050kg/m3，竖井排水，井深200m，试选择水泵型式，确定台数，确定排水系统，选择管径、管材，验算排水时间，判别工作稳定性。 2、矿井排水系统确定 矿井主要根据第一水平情况进行设计，采用集中排水系统，对其它水平只作适当地数目。 矿井排水系统见图3－1。 图3－1 矿井排水系统简图 排水系统：主排水设备设置在第一水平，第二水平的涌水量由辅助排水设备排至上一水平的水仓中。然后由主排水设备排至地面。 3、排水设备选型计算 1水泵型号及台数 ⑴水泵最小排水量的确定 正常涌水量时：
Q B ′＝ 2420 Q ＝1.2Q m 3/h 式中： Q B ′——水泵最小排水量，m 3/h ； Q ——矿井正常涌水量，m 3/h ； 由此： Q B ′＝1.2×210 ＝252 m 3/h 最大涌水量时： Q Br ′＝2420 r Q ＝1.2 Q Br ′ m 3/h 式中： Q r ——矿井最大涌水量，m 3/h ； 由此： Q Br ′＝1.2×290 ＝348 m 3/h ⑵水泵扬程的计算 'P X B g H H H η+= 式中： P H ——排水高度，取井筒垂深，m ； X H ——吸水高度，取5m ； g η——管道效果，竖井取0.89－0.9； 所以： '40050.9 B H += ＝450m ⑶水泵形式及台数的确定 根据水泵扬程和矿井正常涌水量，从产品样本中选择额定值接近所需值的水泵，水泵型号选250D60×7型，额定流量330 m 3/h ，扬程420m ，转速1480rpm ，吸程6.2m ，效率73％，配带电动机型号JKZ －1250型，容量850KW ，外形2620×1200×1210，自重3500kg 。 水泵台数的选择：根据《安全规程》规定：必须由工作、备用和检修的水泵。工作水泵的能力，应能在20h 内排出矿井24h 的正常涌水量。备用水泵的能力应不小于工作水泵能力的70％。工作和备用水泵的总能力，应能在20h 内排出矿井24h 的最大涌水量。