矿井支护与采煤机选型设计-学位论文.doc

第一章 支护设备与采煤机选型设计
第一节 原始数据

机械化采煤工作面根据支护类型的不同可以分为普采和综采，本设计中采区原始数据如下表：
采 区 原 始 数 据
煤层厚度（M）
截割阻抗（牛顿/毫米）
煤层倾角（°）
顶板条件
工作面长度（M）
设计生产量（万吨/月）
生产安排
Hmax
Hmin
老顶
直接顶
3.6
根据所支架情况而定

5-10

I

1
月工作25天，三班生产，一班检修，日工作时间15小时

第二节 液压支架的选型

液压支架的选型要综合考虑矿山的地质条件，如煤层厚度、顶、底板稳定性、煤层倾角，本设计中这些数据已在原始数据表中列出，查下表：
由直接顶类别为I、老顶级别2级，初步拟定采用支架支护强度为1.3×35（吨/米2）的支撑掩护式支架，采高为2米的采煤方式。
一、液压支架结构参数的确定
液压支架的结构参数，主要是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。它根据煤层厚度及采取地质条件变化因素而定。
适应不同类级顶板的架型及支护强度
老顶级别
Ⅰ
Ⅱ
Ⅲ
Ⅳ
直接顶类别
1
2
3
1
2
3
1
2
3
4
4
架型
掩护式
掩护式
支撑式
掩护式
支掩
撑护
掩式
护
式
支撑式
支
撑
掩
护
式
支
撑
掩
护
式
支支
撑撑
掩式
护
式
支支
撑撑
掩式
护
式
采高〈2.5m时支撑式
采高〈2.5m时支撑掩护式
支架支护强度（吨/米2）
采高

（米）
1
30
1.3×30
1.6×30
〉2×30
结合深孔爆破，软化顶板的措施处理采空区
2
35（25）
1.3×35（25）
1.6×35
〉2×35
3
45（35）
1.3×45（35）
1.6×45
〉2×45
4
55（45）
1.3×55（45）
1.6×55
〉2×55
单体支柱支护强度（吨/米2）
采高
（米）
1
15
1.3×15
1.6×15
按采空区处理方法确定
2
25
1.3×25
1.6×25
3
35
1.3×35
1.6×35
其选择原则是：在最大采高时。液压支架能“顶得住”，在最小采高是支架能“过得去”。支架的结构高度Hmax和最小结构Hmin高度具体计算由经验公式计算。
Hmax=hmax+ a=3.6+0.3=3.9米
Hmin=hmin－S2－b－c ＝hmin －0.15－0.1－0.1=2.2－0.15－0.1－0.1=1.85米
式中：
hmax 、hmin-----------煤层最大厚度和最小厚度；米。
a----------考虑伪顶，煤皮冒落，支架仍有可靠初撑力所需的支撑高度补偿量，本设计中煤层厚度为3600mm，取300mm。
S2-----------顶板最大下沉量，这里取150mm。
b-----------支架卸载前移时立柱伸缩余量，这里取100mm。
c----------支架顶梁上存留的浮煤和碎矸石厚度，这里取100mm。
二、支架强度的确定
支架支护强度q就是支架单位支护面积上的支撑力，具体计算可由经验公式估算。
q=K×H×R=8×3.6×2.3=66.24吨/米3
式中：
K----作用于支架上的顶板岩石厚度系数，这里取8
H----最大采高，这里取3.6米
R-----岩石容重,这里取2.3吨/米3
三、液压支架的选型
煤层倾角 <10°
支架最大结构高度为3.9米
支架最小结构高度为1.85米。
支撑强度值为66.24吨/米3=6.624kgf/cm3=0.6MPa
查液压支架产品目录我们选用PY-400型支撑掩护式液压支架，该支架的具体参数如下表：
支架形式
型   号
煤层倾角
支护高度(m)
初撑力(KN)
工作阻力 (KN)
支护强度(MPa)
质 量(t)
支撑掩护式液压支架
PY-400
<22°
2.2-4.2
3940
4800
0.8
13.527

第三节 滚筒采煤机的选择

一、采煤机性能参数的计算与决定
1. 滚筒直径的选择
双滚筒采煤机的滚筒直径应大于最大采高的一半，按经验公式双滚筒采煤机的滚筒直径D=(0.52~0.6) hmax=0.6×3.6=2.2米，初步选取滚筒直径为2.2米。
2.截深的选择
滚筒截深是采煤机工作机构截入煤壁的深度，截深的确定与煤层的压张效应，截割阻抗（截齿截割单位切削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有关。本设计中采煤机的工作在厚煤层中截深宜小，可取0.5米，但国内的采煤机为了制造方便截深一般为0.6米，故本设计中采煤机的截深取0.6米。
3.滚筒转速及截割速度
滚筒的转速对能耗、装载、煤尘影响很大,由公式采煤机截齿的最大切削厚度可知，当采煤机一条截线上安装的截齿数m、牵引速度v已定时转速n愈高，煤尘产生量愈大，截割部耗能也就愈高。在实践中滚筒转速愈高则循环愈快，采煤机装煤效果不好。一般认为滚筒的转速控制在30~50转/分为宜。本设计中滚筒转速n=45转/分
滚筒的转速及直径确定后采煤机的截齿截割速度也就定了，一般控制在4米/秒。
4.采煤机的最小设计生产率
采煤机的最小设计生产率用公式表示为
= 2000/24×0.2= 416.67吨/小时
式中：W采煤机的日平均产量，查表1可知W=60×104/300=2000吨。
5.采煤机截割时的牵引速度及生产率
1）根据采煤机的最小设计生产率Qmin决定牵引速度V1
米/分
式中
Qmin---------采煤机的最小设计生产率，这里取416.67吨/小时。
H-------------采煤机平均采高，这里取3.6米。
B-------------采煤机截深，这里取0.6米。
r-------------煤的容重，这里取1.35吨/米3
2）按截齿最大切削厚度决定牵引速度V2
采煤机在工作过程中滚筒及按一定的转速n运动，由按一定的牵引速度v运动，滚筒的切削厚度按照月牙规律变化，如果滚筒的截齿数为m，则截齿的最大切削厚度hmax用公式表示如下：
hmax= 毫米
当m、n一定时hmax与v成正比关系，当hmax大于齿坐上截齿伸出长度，使齿座及螺旋叶片也参与截割，则截割阻力及功率剧增，使齿座受到磨损，造成截齿不能正常工作。
为了避免上述情况的发生，一般截齿的最大切削厚度应小于截齿伸出齿座长度的70%，按照这一要求采煤机的牵引速度V2可用下式表示。
4.05米/分
式中：--------截齿在齿座上伸出长度的70%（毫米）国产径向截齿大约为44~55毫米，切向截齿大约为41~52毫米，这里取45毫米。
m------------采煤机采煤机一条截线上安装的的截齿数，这里取2个
n-------------采煤机滚筒的转速，这里取45转/分。
3）液压支架的推移速度决定的牵引速度V3
支架的推移速度应大于采煤机的牵引速度，才可以保证采煤机安全生产。
故V3≤支架的推移速度。在这里我们取V3=6米/分
由以上的计算，采煤机截割时的牵引速度V应该在这个范围内
V1≤V≤V2，即V在2.38~4.05米/分之间，并且V≤V3=6米/分，故而我们确定采煤机的牵引速度V=4米/分
采煤机的牵引速度确定V后,采煤机的生产率Q为：
Q=60HBVr =60×3.6×0.6×4×1.35=700吨/小时
6．采煤机所需电机功率
有采煤机工作过程中受到的影响因素较多，我们很难精确的计算出采煤机的电机功率，为此我们采用比能耗来估算采煤机的电功率。
采煤机比能耗值可由公式
HωX= ==0.781
式中：
AX----------采煤机的截割阻抗，取355牛顿/毫米。
A---------基准煤的截割阻抗，取200牛顿/毫米。
HωB-------基准煤的比能耗，取0.44
对于上滚筒采煤机前部滚筒的比能耗值为HωX =0.781，则后滚筒的比能耗值为：
H’ωX =K3 HωX =0.7 ×0.781=0.547
式中K3---后滚筒工作条件系数，查表得0.7
双滚筒采煤机的滚筒直径以采高的52%计算，则双滚筒采煤机所需单电机功率为：
292KW
K1---------功率利用系数，这里取0.8
K2------------功率水平系数，这里取1
由计算选择功率为2×300KW电机2台作为采煤机主电机。
7.牵引力
由于工作环境的复杂，采煤机牵引力无法精确给出，我们可以根据采煤机的电机功率2*300KW，选择牵引力为300千牛的采煤机。
二、初选采煤机及其设备配套
依据以上所计算的采煤机的各种数据列表如下-------表3
采高
滚筒直径
截深
生产率
牵引力
牵引速度
滚筒转速n
电机功率
4米
2.2米
0.6米
Q=700T/h-
300千牛
4.05米/分
45转/分
2 ×300KW
根据该表可以选择西安煤矿机械厂生产的MXG-600/3.5型采煤机，该采煤机的主要技术指标见下表:
三、初选采煤机的主要技术参数校验
1.最大采高hmax的校核
=1.6－＋＋=4米〉3.9米该采煤机符合要求。
式中：
A-------采煤机采高，这里取1.6米
H------采煤机截割部减速箱高度，一般等于电机高度，这里取0.6米
L-------摇臂长度（摇臂摆动中心到滚筒中心的距离）,这里取1.6米
amax-----摇臂向上摆动最大角,这里取62°
D--------滚筒直径,这里取2.6米
2.最小采高hmin的校核
hmin>A+h1+ h2
A-------采煤机采高，这里取1.6米
h1-------支架或绞顶梁的高度，这里取0.1米
h2-------过机高度（顶梁与采煤机上平面之间的距离），这里取0. 1米
主要技术特征
序号
项目
数据
单位
1
设计生产能力
708
t/h
2
采高
2-4
m
3
装机功率
2*300
kW
4
供电电压
1140
v
5
滚筒直径
2600
mm
6
截深
600
mm
7
牵引力
40.8
吨
8
牵引速度
0-4.17-8.35
m/min
9
灭尘方式
内外喷雾

10
拖电缆方式
自动直拖电缆

11
主机外形尺寸
11241×2244×1605
mm
12
主机重量
157
t
13
最大不可拆卸尺寸
2490×2130×730
mm
14
摇臂长度
1600
mm
15
摇臂摆角
62°，-17°

°
16
电机尺寸
1200*960*650
mm
17
适应煤层倾角
0-40°
mm
则hmin=1.85>A+h1+ h2=1.80米所以所选采煤机符合要求。
3.卧底量的校核
最大卧底量Kmax=A-－Sinβmax－=1.6-－Sin(-17º)－=0.267m
采煤机卧底量为0-300mm,满足要求。

第四节 采煤机、支护设备、输送机配套关系图

根据以上的设计计算采煤机选择MXG-600/3.5型采煤机，液压支架选择PY-400型支撑掩护式液压支架，配套的刮板输送机可以选择SGZ-730/400可弯曲刮板输送机，刮板输送机的选型校核见第二章。由此我们可以绘制采煤机、支护设备、输送机配套关系图。见图1。

第二章 矿山运输机械选型设计

第一节 原始数据列表

1．原始数据列表
回采工作面的生产能力 t/h
刮板输送机的铺设长度 m
刮板输送机的铺设倾角
物料松散密度kg/m3
700
150
10°
1350
按上表数据进行刮板输送机的选型计算。
2．顺槽转载机的选型（不计算）
顺槽胶带机的选型计算原始数据
amax=300mm L顺槽=1000m β顺槽=0°
3．采区上(下)山胶带机的选型设计
L上(下)山=700m β煤层=10°
4.大巷电机车运输选型
以东西两翼各有一个年产量120万吨的采区，东西两翼采区距井底车场距离L =1200m；

第二节 工作面运输机械的选型设计

一、确定刮板运输机
1.工作面的生产能力
Qc=700吨/小时
2.选择输送机
刮板输送机的输送能力应略大于Qc，我们选择SGZ-730/400可弯曲刮板输送机。
该刮板输送机的主要技术数据如下：
圆环规格
破断力
刮板间距
形式
输送量
输送速度
设计长度
电机功率
电压等级
中部槽规格
2-Φ26*92mm
850KN
1104mm
中心双链
700t/h
56.4m/min
150m
2*200kw
1140v
1500*730*317mm
3. 运行阻力核算
(1)重段直线段的总阻力
Wzh=(qω+q1ω1)Lgcos β+(q+q1) Lgsinβ
=（207×0.6+36.26×0.4）×150×9.81×cos10°+(207+36.26) ×150×9.81×
sin10°=263160N
式中：
q-----中部溜槽单位长度载重，这里取708/3600*0.94=207kg/m
q1-----刮板链单位长度质量，这里取36.26kg/m
ω-----物料在溜槽中移行的阻力系数，这里取0.6
ω1-----刮板链在溜槽中移行的阻力系数，这里取0.4
L-------刮板输送机铺设长度，这里取150米。
β------刮板输送机铺设倾角，这里取10°
g------取9.8牛顿/千克
(2)空段直线段的总阻力
Wk= g1Lg (ω1cosβsinβ)=36.26×150×9.81(0.4×cos10°+sin10°)
=26943 N
(3)弯曲段的附加阻力
a.重段弯曲段的附加阻力
Wzhw=0.1 Wzh=0.1×263160=26316N
b.空段弯曲段的附加阻力
Wkw=0.1 Wk=0.1*26943=2694 N
3.刮板链张力计算
1)本设计中刮板运输机采用双机头驱动，因为
0.6 Wzh –0.4 Wk=147118〉0，最小张力点为1点。

2)按弯曲几何关系，求算中部槽弯曲段的中心角a。
弯曲段半径R=L/2*sin(a´/2)=1.5/2*sin15°=28.65m
L------中部槽的长度，取1.5米。
a´-----相邻中部槽的最大折曲角，取3°
弯曲段全长Lw=
a----机身推移距离，取0.6米。
弯曲段中心角a=arcsin°
3）用逐点法求各点张力
取最小张力点张力s1=0按弯曲段距工作面上端5米，L´=5m
s1=0
s2=s1+q1L′g(ω1cosβ－sinβ)=0+36.26×5×9.81（0.4×cos10º－sin10º）=392 N
s3===14849N
s4=s3+ (L－Lw－L´)=14849+ (150－8.27－5) =253087N
S5=S4－0.6(WZH+WK)=253087－0.6（261360+26943）=80105N
S6=S5+ (L－Lw－L´) =80105+ (150-8.27-5) =104664N
S7===18709N
S8=S7+L´=118709+5=119607N
4.牵引力电机功率的计算
计算等效功率
a.上部电动机驱动功率
Nd===88.435kw
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；取传动系统的效率为0.85， Nmax==
=135KW
Nmin--------刮板输送机空载时电机最小功率，Nmin=
==31.46kw
N上=1.2Nd=1.2×88.435=106kw
b.下部驱动电机的功率
Nd===136.4kw
Nmax==
=219KW
Nmin==31.46kw
N下=1.2Nd=1.2×136.4=163.7kw
因此配套电机的功率2*200KW的双驱动电机。
5.刮板输机预紧力和紧链力计算
1）预紧力
T0=(S´r+S´L+Sr+SL) =(S4+S5+S1+S8) =（253087+80105+119607）/4=113199N
2）紧链力
T=T0+Lq1gω1+ =113199+150×36.26×0.4+=123898 N
E------刮板链的弹性模量，取2*107N/cm2
A-------刮板链的段面积， 2.39 cm2
ΔLje-----多拉伸段的长度，取ΔLje=0.6*0.092=0.055m
6.验算刮板输送机的强度
双链刮板输送机刮板链的安全系数为：
=4.67〉3.5
sd--------链的破段力，取850KN。
λ---------双链负荷的不均衡系数，取0.9。
Smax-----刮板的最大静张力，取134607 N

第三节 采取顺槽运输机械的选型设计

一、转载机的选择
选择SZZ-730/110型转载机，具体参数见下表。
输送量
转载长度
落地段长度
刮板链速
电机功率
电压
转速
中部槽规格
刮板链型式
刮板链规格
700T/h
34m
8m
0.93m/s
110kw
1140/660v
1475r/min
1500*730*222mm
单链
30*108mm
破断载荷
减速器速比
刮板间距

与皮带搭接长度
液力耦合器充液量
液力耦合器工作轮有效直径
113T
36.737:1
648mm

15m
19L
562mm
二、带式输送机的选型
由刮板运输机的输送量700吨/小时选择DSP-1080/1000型胶带输送机，其参数具体如下：
输送量
输送机长度
倾角
电机型号
电机功率
电压
输送带规格
径向扯断强度
800T/h
1000m
0°
YSB-160
2*160
660/1140
1000*8
≥580KN/m
带速
减速比
转速
滚筒数
滚筒直径
总围抱角
托滚直径
张紧装置牵引力
2.5m/s
19.867
1470r/min
2
630mm
455°
Φ108
8.82KN
1.验算带式输送机的输送能力及带宽
0°倾角时，输送量800T/h〉700T/h，满足要求。
带式输送机的带宽应根据物料的最大块度进行核算。
B=1000mm≥2amax+200=2*300+200=800mm，满足要求。
2.重段直线段的运行阻力
wzh=(q+qd+q´g)Lgw´cosβ=(77.8+14.7+18.3) ×1000×9.81×0.025cos0°
=27169N
式中：
q--------单位长度运料量，q=QC/(3.6V)=700/3.6*2.5=77.78kg/m
qd--------输送带的单位质量,取14.7 kg/m
q´g------重段单位长度上分布的托滚旋转部分的质量，q´g= =22/1.2=18.3 kg/m
G´g-----重段每组托滚旋转部分的质量，取22kg
L´g-----重段托滚的间距,取1.2m
L------输送机铺设长度，取1000m
ω´----输送带沿重段运行的阻力系数,取0.025
3.空段直线段的运行阻力
wk=(qd+q″g)Lgω″cosβ=（14.7+5.67）×1000×9.81×0.025 cos0=4996N
式中
q″g------空段单位长度上分布的托滚旋转部分的质量，q´g= =17/3=5.67 kg/m
G″g-----空段每组托滚旋转部分的质量，取17kg
L″g-----空段托滚的间距,取3m
4.张力计算

（1）
S4=S1(1+) ( 2 )
式中：围包角 α=455º
备用系数 n=1.2
胶带与滚筒间的摩擦系数 μ=0.35
因而 1.05S1+1.05*27169+4996=S1(1+)
S1=2671N
S4=36325N
S3=1.05(S1+Sk)=1.05(2671+4996)=8050N
S2= S1+Sk=2671+4996=7667N
5.验算垂度
重段最小张力Sminzh=8050N>5(q+qd)Lg′.gcosβ=5(77.8+14.7)×1.2×9.81×cos0º〕=5443N
空段最小张力Smink=2671N>5qdLg′.gcosβ=5×14.7×9.81× cos0º=865N
满足要求。
6.验算输送带强度
>9
sd-------胶带的抗拉强度，取sd =580kN/m=580N/mm
7.牵引力及功率计算
等速运转时驱动滚筒所需的牵引力
P=sy-sL+0.04(sy+sL)=36325-2671+0.04（36325+2671）=35214N

式中：功率备用系数 k=1.0 传动系数η=0.85 输送带的运行速度 v=2.5m/s
8.拉紧力计算
H=Si+si-1=8050+7667=15717N
Si---------拉紧滚筒相遇点的张力。
si-1------拉紧滚筒分离点的张力。

第四节 采区上（下）山胶带机选型计算

一、带式输送机的选型
选择DSP-1080/1000型胶带输送机，其参数具体见本章第二节：
1.验算带式输送机的输送能力及带宽
输送能力Qc=kB2vγc=458×1×2.5×0.9×1=956t/h〉700t/h，满足要求。
式中：
B -------带宽B =1000mm。
k-------物料的断面系数，槽形30°取458。
v-------带速，取2.5m/s
c------倾角系数，取1
带式输送机的带宽应根据物料的最大块度进行核算。
B=1000mm≥2amax+200=2×300+200=800mm，满足要求。
2.重段直线段的运行阻力
wzh=(q+qd+q´g)Lgw´cosβ+(q+qd)Lgsinβ
=(77.8+14.7+18.3) ×700×9.81×0.025cos10°+(77.8+14.7) ×700×9.81sin10°
=129006N
式中：
q--------单位长度运料量，q=QC/(3.6V)=700/3.6×2.5=77.78kg/m
qd--------输送带的单位质量,取14.7 kg/m
q´g------重段单位长度上分布的托滚旋转部分的质量，q´g= =22/1.2=18.3 kg/m
G´g-----重段每组托滚旋转部分的质量，取22kg
L´g-----重段托滚的间距,取1.2m
L------输送机铺设长度，取700m
w´----输送带沿重段运行的阻力系数,取0.025
β----输送机的铺设角度，取10°
3.空段直线段的运行阻力
wk=(qd+qg)Lgω″cosβ-qdLgsinβ
=（14.7+5.67）×700×9.81×0.025 ×cos10°-14.7×700×9.81sin10°
=-14084N
式中
q´″g------空段单位长度上分布的托滚旋转部分的质量，q´g==17/3=5.67 kg/m
G″g-----空段每组托滚旋转部分的质量，取17kg
L″g-----空段托滚的间距,取3m
4.张力计算

s2=s1
s3=1.04s2
s4=1.04s3=1.042s1
s5=s4+wk=1.042s1+wk
s6=1.04s5=1.043s1+1.04wk
s7=s6+wzh=1.043s1+1.04wk+wzh
s8=s9=1.04s7=1.044s1+1.042wk+1.04wzh
=1.17s1+118933
又
由以上方程组得
s2=s1=37051N s3=38533N s4=40074N
s5=25990N s6=27030N s7=156035N
s8=s9=162282N
5.悬垂度校验
重段最小张力sminzh=s6=27030N
悬垂度要求的最小张力为
sminzh=5(q+qd) L´gg cosβ=5(77.8+14.7)×1.2×9.81×cos10°=5361N
sminzh=s6=27030>smin,满足要求。
空段最小张力
smink=s1=37051N
smink=37051N>5qd L´gcosβ=5×14.7×3×9.81× cos10°=2130N，满足要求。
6.验算输送带强度
>9
sd-------胶带的抗拉强度，取sd =1800kN/m=1800N/mm
7.牵引力及功率计算
等速运转时驱动滚筒所需的牵引力
P=s9-s1+0.04(s9+s1)=162282-37051+0.04（162282+37051）=133204N

选用两台160kw的电动机双机驱动。
8.拉紧力计算
H=Si+si-1=25990+27030=53020N
Si---------拉紧滚筒相遇点的张力。
si-1------拉紧滚筒分离点的张力。

第五节 大巷电机车的选型计算

一、根据原始资料选择电机车和矿车型式
按表4－1电机车粘着质量选择如下：
1、 矿用架线电机车参数
型号
粘着质量
轨距
传动比
受电器高度
ZK7－9/550
7T
900mm
6.92
1800-2200mm
制动方式
电机型号
电压
功率
弯道半径
机械电气
ZQ－24
550V
9.6KW
7米
2、 固定矿车参数
型号
容积
载重量
轮距
允许牵引力
规格尺寸
MGC3.3－9
3.3m3
3T
900ｍｍ
60000N
3.5*1.32*1.3（米）
二、列车组计算
1、 按照电机车的粘着条件计算车组重量
ｎ
=7×[0.24/(0.01+0.03+0.11×0.04)-1]/(3+1.32)=20.74台
式中：
P----机车重量7T
G----矿车载重3.3T
G0 ----矿车自重1.32T
ψ----粘着系数0.24
ωzh----重列车起动的阻力系数0.03
ip----轨道平均坡度0.003
a----列车起动的加速度0.04m/s2
2、按牵引电动机温升计算
n≤
式中：Fch 电机车的长时牵引力 4330N
α：调车系数取1.25
τ：相对运行时间 τ=
式中：T=tzh+tk= =
L：运输距离 L取1.2Km
vch：长时速度 vch=16Km/h
α调车系数=1.25 休止时间 θ取20min
ωzh：重车运行阻力系数 ωzh =0.007
idz 等阻坡度一般取0.002
τ==
n≤=24.89台
3.按制动条件验算
台
制动状态粘着系数ψ=0.17
ω′zh----重列车运行的阻力系数0.03
ip ----轨道平均坡度0.003 b-----制动减速度，m/s2 b==0.32
vs-------制动开始时的运行速度，m/s,取长时速度，列车制动时列车速度 vs=vch=16Km/h=4.44m/s

Lsh：实际制动距离 Lsh=Lzhi-vst=40－4.44×2=31.12m
Lzhi：规定制动距离 Lzhi=40m
t：制动空行程时间 t=2s
按制动条件计算出的矿车数太少，不能满足生产，需加有闸矿车，以满足生产。
有闸矿车数
Nzha=
=
=3台
式中nx——按照粘着质量和温升条件算出的较少矿车数
列车组由10辆矿车组成。
4、电机车台数的确定
⑴一台电机车在一个班内能往返运行的次数Z1
Zb===7.28≈8次
式中：Tb：每班电机车工作小时数 Tb=6小时
T：机车往返一次的运输时间 T=26min
⑵每班需运送煤矸的列车数
Zb=
K1运输不均匀系数取1.25
K2：矸石系数 K2=1
N：车组中的矿车数 n=10
Ab：每班运煤量 Ab==666.7吨
Zb==30次
⑶全矿工作的电机车台数
N0===3.75台 ≈4台
备用电机车台数Nb=N0×25%=4×25%=1台
全矿总电机车台数：N=N0+Nb=4+1=5台

第三章　矿井提升设备选型设计

设计依据
1. 矿井年产量：An=60万吨
2. 矿井深度： Hs=370m, 装载高度：Hz=18m，卸载高度：Hx=18m
3. 提升方式：立井双箕斗提升（单绳缠绕式箕斗提升）
4. 散煤容重： γ=0.92t/m3
一、 提升容器的选择：
1. 一般认为经济的提升速度为：Vj=(0.3-0.5)，一般取 Vj=0.4
其中：H:提升高度，双箕斗提升H=Hs+Hx+Hz =370+18+18 =406m
式中：Hs:矿井深度，Hs=370m
Hz:装载水平与井下运输水平的高差。Hz=18m
Hx:卸载水平与井口高差（卸载高度）箕斗提升Hx=18m
因而，经济提升速度为Vj=0.4=0.4=8.06m/s
2. 估算经济提升时间：
Tj=++u+θ
式中： a:为提升加速度，对于箕斗， a取0.8m/s2
u:为容器爬行阶段附加时间， u取10s
θ：每次提升终了后的提升时间，可暂取10s
因而：
Tj=++u+θ= ++10+10=10.07+50.37+10+10
=80.44s
3. 求一次经济提升量：
一次经济提升量：Qj=
式中：An：为矿井年产量， An=60万吨
af：提升富裕系数， af取1.3
C: 提升不均匀系数， C=1.15
t: 日工作小时数， t取14小时
b: 年工作日（一般取300天）
∴ Qj==4.77吨
4. 确定提升容器：
根据上面所计算的一次提升量,选择JL-6型立井单绳箕斗
JL-6的技术参数如下：
名义载重量
有效容积
箕斗质量
最大提升高度
箕斗高度
箕斗中心距
6t
6.6m3
5000kg
700m
9450m
1870mm
箕斗的实际装载量Q=6.6γ=6.6×0.92=6.07t
γ:为散煤容重：γ取0.92t/M3
则完成任务所需要的最大提升循环时间T1x
T1x≤.Q=×6.07=96.9s
从而可以估算出完成生产任务所需提升速度的最小值
v≥
=
=5.835m/s
二、 提升钢丝绳的选择
钢丝绳的最大静载荷：Qmax=(Q+Qz)g+pHc
Q:一次提升量：Q=6.07t=6070Kg
Qz:容器质量： Qz=5000Kg
Hc:为纲丝绳最大悬垂长度：Hc=Hj+Hs+HA
Hj:为估算井架高度，对箕斗估取30m
Hs:为矿井深度，Hs=370m
Hz:装载高度， Hz=18m
∴ Hc=30+370+18=418m
立井缠绕式提升机一般用6×19的钢丝绳，钢丝绳的抗拉强度σB=170000N/m2箕斗的拉煤安全系数ma=6.5,则每米绳重为：
=44.3N/M
因而选直径Ф=40mm,6×19右捻度镀锌钢丝绳，钢丝绳钢丝拉断力之和为Qg=1025000N单位重力为：57.1N/m,则实际安全系数为：
Ma===
==7.74>6.5
∴ 符合要求
三、 提升机及提升电动机的选择.
1. 提升机的选择.

δ----为纲丝绳中钢丝直径δ=2.6mm
d-----为纲丝绳中直径
对无尾绳系统最大静张力
Fj=(Q+Qz)g+PH=(6070+5000)×9.8+57.1×406=131669N
最大静张力差
Fjc=Q+PH=6070×9.8+57.1*406=82669N
选2JK-3.5单绳缠绕式提升机，卷筒个数为2，卷筒直径D=3.5m,卷筒宽度B=1.7m,两卷筒中心距1840mm，最大静张力差Fjc=11.5t.
计算滚筒上缠绕宽度B´, B´=(+3)(d+ε)
式中ε:钢丝绳圈间距离ε=3mm
∴ B´=(+3)(40+3)=1835mm
B＜B´＜2B,主井提升设备不提人可缠绕两层。
提升机直径确定后，按Vm=列表（表中与提升机表中相对应）
nd
vm
i

980
740
590
490
370
11.5
15.61
11.8
9.4
7.8
5.9
20
8.98
6.78
5.4
4.49
3.39
从表中送取6.78m/s定位提升速度Vm，Vm=6.78m/s＜提升机的最大允许速度12m/s,提升记型号选为：ZJK-3.5/20
2. 估算电动机功率
P´=
式中
K--------为矿井阻力系数. 箕斗提升K=1.15
--------动力系数：单绳缠绕式，箕斗无尾绳取1.3
j--------减速器效率，取 0.85
∴p´== =×1.3=709Kw
选用YR800-8/1180型6KV高压三相交流绕线异步电动机，额定功率Pe=800Kw, 转速ne=740r/min, 效率ηD=92%,功率因数COSφ=0.82,最大力矩与额定力矩之比 λ=2.3，飞轮转距GD2=5760N.M2
3. 选定天轮

选用TSH 型天轮，天轮直径为3500mm，变为重力为11330N
四、 提升机与井筒的相对位置
1. 井架高度
Hj=Hx+Hr+Hg+0.75Rt+1=18+9.54+5+0.75*3.5/2+1=34.76m
式中：Hx --------卸载高度，取18m
Hr -------容器全高，取9.45m
Hg --------过卷高度，取5m
因而井架高度Hj取35m
2. 提升机滚筒中心到井筒中心线的水平距离
Ls≥0.6Hj+D+3.5=0.6×3.5+3.5+3.5=28m
考虑到减轻咬绳现象，这里取Ls=30m。
3. 计算弦长
=43.6m
式中：
C------滚筒中心线与井口水平的高差，取1.8m。
4. 求内外偏角
二层缠绕时内偏角为
аn=arctg=arctg=arctg=1020´
式中：
s----