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XXX煤矿机电设备选型设计

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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
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，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:Hmax＝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：

式中：
Qmin——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：
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Qmin决定的牵引速度V1,
m/min
式中：Qmin--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/m3

2、根据截齿最大切削厚度决定的牵引速度V2，
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3，n根据上面的计算取45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45mm.
则： m/min
式中:h'max-—截齿在齿座上伸出长度的70％，取45mm。
则:
3、按液压支架的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AX＝375N/mm，根据下述公式可求得采煤机截割时的比能耗HωX

式中：HωX-—煤层截割比能耗，kW·h/t,
AX--煤层截割阻抗,375 N/mm，
A——基准煤截割阻抗，取190 N/mm，
HωB——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：
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可由下式求得.

式中：K3——后滚筒工作条件系数，根据采煤机割煤方式，取0。8。
则：
采煤机所需电机功率为：

式中:K1——功率利用系数，采煤机用一台电机驱动,取1，
K2——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:
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：
表1－4－1 ZC5－ZY35成套设备表

型号规格
单位
数 量
工
作
面
液压支架
ZY—35
架
100
采煤机
MLS3H-340
台
1
刮板输送机
SGZ—764/320
台
1
单体液压支柱
DZ25
根
20
顺
槽
转载机
SZB730/110
台
1
带式输送机
DSP－1080/1000
台
1
破碎机
PCM－110
台
1
乳化液泵
XRB2B－80/200
台
2
乳化液泵箱
XRXTA
台
1
喷雾泵站
XPB－250/55
台
2
液压安全绞车
YAJ－13
台
1
端
头
端头液压支架
D1ZY－35
组
2
单体液压支柱
DZ25
根
40
金属铰接顶梁
HDJA
根
50
电
器
设
备
移动变电站
KSGZY－630/1。14
台
2
KSGZY－315/0.69
台
1

台
1
高压电缆连接器
AGKB30－200/6000
个
8
馈电开关
BKD9-400/1140F
台
2
BKD9—200/690F
台
2
磁力启动器
QJZ—2×120/1140型
台
1
BQD10－80ZD／1140型
台
1
BQD10－200ZND／1140型
台
1
BQD10－200ZND／1140型
台
1
QJZ—2×200/1140型
台
1
QJZ-2×200/1140型
台
1
BQD10－120ZD／1140型
台
1
BQD10－120ZD／1140型
台
1
BQD10－80ZND／660型
台
1
BQD10－80ZND／660型
台
1
BQD10－80ZND／660型
台
1
BQD10－80ZD／660型
台
1
煤电钻变压器综合装置
BZ80－2。5
台
1
KSGZ－4/0。66
台
1
矿用照明灯具
KBY－62 2×6W
套
50
KBY－15W
个
50
电缆
UYPJ-3.6/6—3×25+3×16
m
2800
UYP-0.38/0。66-3×35+1×10
m
150
UYP—0.38/0。66-3×95+1×25
m
550
UYP—0。38/0。66—3×25+1×10
m
300
UYP—0。38/0.66—3×35+1×16
m
180
UYP—0.66/1。14-3×70+1×16
m
420
UCP-0.66/1。14-3×70+1×16+3×6
m
121
YC－500/3×4＋1×4(mm2）
m
250
YC－500/3×10＋1×6(mm2）
m
1000

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
型号
高度（m)
质量（kg）
电机高度（m)
减速箱高度（m）
摇臂长度（m）
摆角范围（°）
MLS3H—340
2～3。2
30000
0.6
0.6
1.19
65°～17°
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hmax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＝hmax＋
B＝hmax－
式中:A——采煤机高度，m
hmax——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
αmax——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＋＝1.37（m)
B＝2.9－
1。4.3。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。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Kmax按下式计算：
Kmax＝A－
式中，βmax—-摇臂向下摆动最大角度，20°
Kmax＝1.6－=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为：

式中：——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/m3
则：
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＝K2G＋fD（cosα－K2＋2K3)±Gsinα
式中：f—-摩擦系数，取平均值0。18
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。
84

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Qc（t/h）
Qc＝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
Wzh＝(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＝Qc/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
Wk＝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，Wk＝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
Wzhw＝0.1Wzh=11809N
式中：Wzhw——重段弯曲段附加阻力，N
②空段弯曲段附加阻力
Wkw＝0。1Wk=831N
③刮板链绕经从动链轮处的阻力
Wc＝（0.05～0。07）Sy＇=640N
式中：Sy＇——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
Wz＝(0。03～0。05）（Sy＋Sl)＝656N
式中：Sy＇——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(Wzh＋Wk)
＝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，Wk－1/2W0＜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：
S1=Smin＝6000N
S2=S1＋Wzh＝6000＋118092＝124092N
S3= S2－W0＝124092－152971/2＝47606。5N
S4= S1+ Wk=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
W0＝1.21(Wzh＋Wk）
＝1。21(118092+8331）
=152971N
Nmax＝
Nmin＝

Nd＝0.6
考虑20％的备用功率,取电机功率备用系数为k＇＝1.2，则：
N＝1.2Nd=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＝＝7.8
式中：n——刮板链安全系数，
Sd——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；
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。
2.2。1。2顺槽转载机的选择
根据上述选择原则及工作面刮板输送机的运输能力等，选择转载机型号为：SZ B730/110型。其技术参数如下表：
SZB730/110型刮板转载机的技术参数
型号
标准长度(m）
链速（m/s）
园链环（mm)
输送量(t/h）
中部槽规格（mm)
SZB730/110
25
1.07
φ22×86-c
700
1500×730×222
2。2.1带式输送机的选型计算
设计原始资料：
带式输送机的铺设长度，800m
带式输送机的铺设倾角，0°
顺槽设计运输生产率,Qc 515t/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°
根据上述资料，初选顺槽带式输送机型号为：DSJ100/80/160型可伸缩带式输送机。其技术参数如下：
型号
运量（t/h）
运距（m）
带速（m/s）
电机功率（kW）
倾角(°)
DSJ100/80/160
1000
1000
2.5
160
±5
2.2。1。1带式输送机的验算
1、验算带式输送机的运输能力和带宽
带式输送机的运输能力用下式计算：
Q＝kB2vγc=458×12×2。5×0。9×1=1030。5t/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，2。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。
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。
2。2。1.2计算输送带的运行阻力
（1)重段直线段的运行阻力：
Wzh＝（q＋qd＋）Lgcosβ±（q＋qd)Lgsinβ
＝（57＋23.1＋15.75）×800×9.8×0。04×1
＝26301（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=515/3。6·2。5=57kg/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，700m
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
（2）空段直线段的运行阻力
Wk＝（qd＋）Lgcosβ±qdsinβ
＝（23。1＋5。36）×800×9.8×0.035×1
＝6833。2N
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）曲线段运行阻力
在进行张力计算时,滚筒处阻力计算如下：
绕出改向滚筒的输送带张力为

式中：--绕出改向滚筒的输出带张力，N
——绕入改向滚筒的输送带张力，N
k—-张力增大系数,
传动滚筒处阻力为：
Wc＝(0。03～0。05)（Sy＋S1）
式中：Wc——传动滚筒处的阻力，N
Sy—-输送带在传动滚筒相遇点的张力,N
S1-—输送带在传动滚筒相离点的张力，N
2.2.1.3输送带的张力计算
1.用逐点计算法找出了S1与S4的关系。
按磨擦转动条件找出 S1 S4关系:
因为S2=S1+WK
S3= S2+W2－3
S4=S3+Wzh
所以S4=S1+Wzh+WK+W2－3
W2－3＝0.07S2=0。07（S1＋WK)
S4= S1＋Wzh+WK+0.07(S1＋WK)
＝1.07 S1＋Wzh+1。07 WK
2.按磨擦转动条件找出 S1 与S4关系:

式中：C0——摩擦力备用系数，取1.2
μ0——输送带与滚筒之间的摩擦因数,取0。2
θ—-围包角，取240°
则：＝2.31
即S4=2。1S1
解联立方程，求得
S1=32633.5N
S4=68530.4N
S2=39466.7N
S3=42229。4N
2.2。1。4输送带的悬垂度和强度验算
1、垂度验算
重段胶带允许最小张力为；
Sminzh =5 (q+qd)gcosβ
=5×(57+23。1）×1.5×9。8cosβ
=5877.4N
空段输送带允许的最小张力：
Smink =5qggcosβ
= 5×5.36×3×9。8×cosβ
=788N
2、强度验算
输送带为强力帆布输送带，带强P0=960N/cm·层,设计输送带按硫化接头，7层帆布设计。
〔Se〕＝
2.2。1.5牵引力及电机功率计算
输送机主轴牵引力为
F0=S4－S1＋0。04（S4＋S1)
＝68530.4－32633.5＋0.04(68530.4＋32633。5）
＝39943。5N
电动机功率：
N＝
考虑到15％的备用功率，电动机的容量为：
1.15×117.5=135kW
通过上述计算，说明所选带式输送机的电机容量80kW×2满足要求。
2。3采区上山运输及辅助运输设计
2.3.1采区上山运输设备选型
设计上山长度为700m，倾角6°。设计运量大于600t/h。
根据工作面运输顺槽设备选型,采区上山运输设备仍选择带式输送机。根据顺槽设备的运输能力，设计选择上山带式输送机为DX-1000/55型带式输送机。输送机带宽1000mm，带速2.5m/s。输送机计算简图如下:

1、输送机能力验算：
Q=3.6SVkρ=1014。00t/h＞600.00t/h 满足
S——输送带上最大的物料横截面积0。1127 m2；
k—倾斜输送机横截面积折减系数1.0.
2、输送带宽度验算
B≥2a+200=800mm≤1000mm (最大粒度a=300mm) 满足
3、运行阻力计算
（1）重段直线段的运行阻力：
Wzh＝(q＋qd＋)Lgcosβ-(q＋qd）Lgsinβ
＝(66。7＋23。1＋15.75）×700×9。8×0。04×cos6°－（66。7＋23.1）×700×9.8×sin6°
＝－35588（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=600/3。6·2.5=66。7kg/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,700m
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
(2)空段直线段的运行阻力
Wk＝（qd＋）Lgcosβ+qd Lg sinβ
＝（23。1＋5.36）×700×9。8×0.035×cos6°+23.1×700×9。8×sin6°
＝23360N
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）曲线段运行阻力
在进行张力计算时,滚筒处阻力计算如下：
绕出改向滚筒的输送带张力为

式中：——绕出改向滚筒的输出带张力,N
-—绕入改向滚筒的输送带张力，N
k-—张力增大系数，
传动滚筒处阻力为:
Wc＝（0.03～0。05）（Sy＋S1)
式中：Wc-—传动滚筒处的阻力，N
Sy-—输送带在传动滚筒相遇点的张力，N
S1-—输送带在传动滚筒相离点的张力，N
4、输送带张力计算
（1)依据逐点计算法，计算输送带各点张力
S2=S1＋Wk＝S1＋23360
S3＝1。05S2=1。05S1+24528
S4=S3+Wzh＝1。05S1+24528－35588＝1。05S1-11060
S5=1.05S4=1.1S1—11613

（2）按摩擦传动条件并考虑摩擦力备用能力列方程

式中:C0-—摩擦力备用系数，取1.2
μ0-—输送带与滚筒之间的摩擦因数,取0.20
θ—-围包角,取480°
则：＝5.34
即S1=4。6S5
解联立方程，求得
S1=13157。6N
S2=36517.6N
S3=38343.5N
S4=2755。5N
S5=2893。3N
5、输送带的悬垂度和强度验算
（1)承载段最小张力点S4=2755。5N
按悬垂度要求，承载段允许最小张力为
Sminzh =5 (q+qd）gcosβ
=5×（66.7+23。1)×1。5×9.8cosβ
=6564N
因为S4小于6564N,所以输送带的悬垂度不能满足要求，为保证输送带的悬垂度要求，令S4=6564N，带入原方程中解得
S1=16784。8N
S2=401444。8N
S3=42152N
S4=6564N
S5=6893.3N
这就要求利用输送机的拉紧装置来保证S4点的张力不小于6554N。
（2)强度验算
设计输送带采用钢丝绳芯胶带，带强Gx=10000N/cm，设计输送带按硫化接头设计。
〔Se〕＝
6、牵引力及电机功率计算
输送机主轴牵引力为
F0=S1－S5＋0。05(S1＋S5）
＝16784。8－6893。3＋0。05（16784.8＋6893.3）
＝11075。4N
电动机功率：
N＝
输送带所配电机功率55kW,故电机在有载运行时功率能满足要求。
空载时牵引力
F0k=1。05(2qd＋＋）Lcos6°×9。8
＝1。05(2×23.1＋15.75＋5.36）×700×0.035×cos6°×9.8
＝16876N
则输送机空载运行时的电机功率为

故电机在空载时，电机功率仍是满足的。
2.3。2采区上山辅助运输选择
采区上山辅助运输设备选用单轨吊运输。
单轨吊具有以下优点：
运行稳定可靠,不跑车，不掉道.
爬坡能力强,最大可达到18°，设计上山坡度为6°，在其爬坡范围之内。
能实现运距离连续运输，设计上山700m,如果采用一般调度绞车运输，需接力运输,增加了辅助运输的人工及机械，最少转载一次.
单轨吊设备已经成套化，技术成熟，管理简单。
2.4大巷电机车运输选型
2。4。1设计原始资料
矿井为低瓦斯矿井，分两翼开采,井下大巷采用电机车运送煤矸，主要运输大巷有两个装车站.
井下四六制作业,三班生产，一班检修.生产班每班工作时间为5小时。
东翼采区装车站距井底车场的距离L1=1200米，采区每班出煤量Q1=900t；
西翼采区装车站距井底车场的距离L2=1200m，采区每班出煤量Q2=900t。
确定矿车组及全井电机车台数。主要运输大巷平均坡度按3 0/00 选取，拟选用2K7—600/250型架线式电机车.电机车牵引电机为两台ZQ－21型电动机,电动机长时电流Ich＝34A,电动机粘着重力Pn＝70kN，长时速度Vch＝4.69m/s。采用标准1t固定矿车。矿车轨距600mm，自重mz1=595kg,载重m1=1000kg。