提升机毕业设计.doc

XXX矿主井绞车
选型设计

学校：河北工程大学

班级：机电一体化04级

指导老师：

姓名：齐晓廷

日期：2007年7月15日

目 录

前言
第一章井田概况和地质特征
第一节井田概述
第二节地质特征
第二章井田开拓
第一节井田境界及储量
第二节矿井设计生产能力及服务年限
第三章提升设备选型计算
第一节提升容器选择计算
第二节提升钢丝绳选择计算
第三节提升机和天轮选择计算
第四节提升机与井筒相对位置计算
第五节提升电动机的初选计算
第六节提升系统变位质量计算
第七节提升设备的运动学计算
第八节提升设备的动力学计算
第九节提升电动机容量的计算
第十节设备的电耗及效率的计算
第四章电动机转子串电阻计算
第五章提升机拖动控制系统简介
第六章设计参考书
第七章谢辞

前 言
XXX井田位于峰峰矿区南部，与XXX毗邻，井田内上组煤为焦煤。交通方便，开发该井田煤层对矿区生产和接续将起积极作用。为了充分发挥上组煤较丰富的工业储量，矿井设计生产能力45万吨。
由于下组煤受澳灰水威胁，水文地质条件尚待进一步查明，本设计遵循地质报告审批意见，将下组煤储量列为暂难利用的表外储量，暂不考虑开采。
根据井田地质构造和年设计生产能力，按照煤炭开采的有关技术政策，规程规范，尽量提高矿井采、掘、运等机械水平，提高矿井效率和安全程度，提高资源回收率。
本设计的主要内容;
矿井年设计能力为45万吨。
井田上组煤工业储量为5250.96万吨，可采储量为3210.277万吨。
矿井上组煤服务年限51年。
采用立井暗斜井开拓方式，工业场地利用原北大峪工业场地。
矿井为单水平开拓，水平标高-390m。-3.5m水平为立井和暗斜井的转载水平。
矿井采用中央并列抽出式通风系统，并服务于矿井整个生产服务期限内。
大巷运输采用7t架线电机车牵引1t矿车，主暗斜井采用8t箕斗和主井采用3t箕斗提煤。
原副立井改为回风井，新建副井至-3.5m转载水平，并装备1对1宽1窄罐笼，担负矿井辅助提升。
矿井到达设计产量时布置一个生产采区和一个准备采区，装备2个高档工作面和1个普采工作面。
矿井地面35Kv变电站引自峰峰110KV变电站。
矿井媒质优良，对稳定峰峰千万吨矿务局，接续XXX产量下降，可以安排上千名职工的工作，对稳定大局有积极作用。
第一章
第一节井田概况
一、交通位置：
XXX井田位于河北省邯郸市西南部，西北距峰峰矿务局10km，行政区属邯郸市峰峰矿区及磁县管辖，地理坐标为114°12′40″--114°14′30″，北纬360°22′9″--36°24′5″。
本井田西部有铁路专线，在临水（新市区）与峰峰矿区环形铁路相连接，经马头车站与京广铁路相连接，临水车站距马头车站20km，此外，公路横贯全区，交通较为方便。
二、地形地势
该井田位于鼓山东麓，为平缓的丘陵地形，冲沟比较发育。区内西南高，东北低，最高处在赵家庄西南700m处山岗，标高为+205.74m，最低处为滏阳河床，标高为+107.46m。
三、地表水系
区内水系不发育，固义小溪由大气降水，浅层地下水、矿井水等汇集，由西向东横贯井田。此外，井田北侧外围有海河流域子牙河水系上游的滏阳河从西南向东流过，据1975年6月20日及5月15日的观测流量为62.42m3/S，平均流量11.81m3/S,最高洪水位为+122m左右。
四、气象及地震
区内为大陆性半干旱气候，最大降雨量为1240.6mm，最小为391.9mm，平均为628.9mm，降水量集中在6月底至9月初，占全年的一半。
最大年蒸发量为2229.5mm，最小为1427.5mm，平均为1908.7mm，5-7月最大
最高年气温为41.9度，最低为-15.4度，平均为14度左右。冰冻期为每年12月初至两年3月初。最大冻结深度370mm。
本区春季多为东南风，夏季风向不定，秋季多为西南风，冬季多为偏北风，最大风速20m/s，最低风速2.6m/s。
根据国家地震局地震大队1977年3月15日地签字第030号文件：峰峰矿区地震基本烈度为八度。
五、煤田开发史
峰峰煤田开发历史悠久，具有几十年的煤炭开采经验。据统计，1989年峰峰矿务局的煤炭主要运销北京、天津、河北、河南省、市的各大钢厂。
XXX井田内煤层埋深在350m以下，故无小煤窑开采，东南和东北为梧桐庄和九龙矿，北部有泉头矿，西部有三矿和原北大峪报废矿井。
原北大峪矿井位于本井田浅部，以F1断层与本井田为界，设计能力30万吨，立井开拓，主井直径4.5m，副井直径5m，开采水平为+50m，由于地质构造等原因，于1961年7月停产，井筒曾被淹。其南翼构造简单，已划给三矿开采。
三矿是在小煤窑的基础上经改扩建后形成的，其井田由二部分组成，一部分为三矿原井田，另一部分为北大峪矿井南翼部分，以F55断层相隔。
三矿井田走向长10km，倾斜宽0.7-2km，面积为10.9km2，为立斜井混合式开拓，主井斜长433m，倾角18°，副井为立井。开采水平为+70m和-20m。本矿曾利用-20m水平开拓至原北大峪矿主、副井底，形成XXX井田的-3.5m立井和暗斜井的转载水平。
第二节地质特征
一、地质构造
1、煤田地质构造
邯邢地区大地质构造位于“祈、吕、贺”山字型构造东翼边缘弧的东侧，太行山隆起带和华北沉降带的过渡地带，区内构造体系比较复杂，以新华夏系构造为主，次为南北向构造，华夏系构造，并有东西向构造，特征如下：
（1）、以高角度正断层为主，明显地显示上盘下降拉伸现象，又显示性结构面特征的挤压现象。
（2）、具有强烈的继承性，显示了多次构造活动的复杂影响。使本地区断裂构造形迹及其力学性质大为复杂化。
（3）、华夏系及南北向构造，二者为同一时期所形成的不同部位的二种构造，北部以华夏系为主，南北为南北构造，构成邯郸地区构造的基本轮廓。
（4）、新华夏系广布全区，是在华夏系与南北构造的基础上发展起来的。各种断裂有明显的扭动的痕迹，南北向构造与延伸归并为新华夏系。
2、地质构造
井田位于鼓山背斜东翼南段，由于受多种构造活动的影响，本地区构造极为复杂。
鼓山背斜受新华夏系构造影响在其西翼紧靠部位形成一系列北北向大断层，而在远离这些主干断层的地方，由于压力作用的减弱，在先张后压扭性质的作用下形成一个组成部分，并组成了井田最基本的构造形态和特征，它主要是新华夏系产物，由于南北构造在井田内有所发育，它们之间无形成联系，这一规律对开采有指导意义。
井田地层产状主要受吝家沟背斜影响，呈一环形分布，北部地层走向N60°W，倾向NE，中部为NNE走向，倾向SE，南部为N60°E走向，倾向SE，倾角平缓在10—15°之间，中部及南部受褶曲影响，走向相对复杂些。
二、 煤层及煤质
1、煤层
本区石炭二叠系煤系地层，包括本溪组、太原组、山西组，总厚度220m，含12-16层，煤层总厚度14.58m，含煤系数6.6％，煤层自上向下编号为1号（小煤）、2上（大煤分层）、2号（大煤）、3号（一座）、4号（野青）、5号、5下（山青）、7上、7号（小青）、9上、9号（下架）等煤层。其中全区可采的有2、4、6、8、9号6层。
2、煤质
井田位于邯邢煤田南段，区域煤种分带呈东西条带状，由南向北逐渐增高。在地层剖面上由上往下逐渐增高，在同一变质带内的同一煤层随埋深的增加，其变质程度略有增高，区域变质特征在井田内表现十分明显，2上至6号煤肥煤，7、8、9号煤为焦煤。从2上至9号煤的挥发分值，总趋势是下降的。
煤层含磷量很不稳定，一般在0-0.201％间，3号煤层最低，为0.004％，其余煤层都大于0.01％，5下煤最高达0.057％。
总之，初期开采的2上、3、4、6号煤均为低硫、低磷、中灰、高挥发分、高发热量之肥煤，5下为中硫、中磷、中灰、高挥发分、高发热量之肥煤。
三、沼气、煤尘及煤的自燃
1、沼气
本井田在地质勘探中，前后共采集45个沼气煤样，采用抚顺煤研所对峰峰矿区研究成果，13-5孔2号煤的CH4自燃成分大于80％，属于沼气带，应化为高沼气矿井。
本井田-390m开采水平相对涌出量的数值，可根据临近的三个矿井沼气梯度推算本矿沼气相对涌出量。
精查地质报告对本井田沼气涌出量问题认为：各煤层沼气含量有一定差异，以2号煤最高，4、6号煤最低，井田内沼气含量，随赋存深度增加，并无明显递增现象，但本井田内由南往北存在逐渐增高趋势，因此本矿井为高沼气矿井。
峰峰矿务局在峰煤基（1990）519文关于《呈报河北省峰峰矿务局吝家沟矿井设计 计划任务书》中（附录三），按邻近原北大峪矿井开采时沼气涌出梯度推算，本区－390 m水平相对沼气涌出量为22m3/t。d。设计认为按原北大峪矿沼气梯度推算本区沼气涌出量可以作为设计依据，但希生产中主意其变化并随时调整矿井通风设施。
2.煤尘
经测定，本井田2号煤层各侧点均有爆炸性，因此，各煤层均按有爆炸危险考虑。
3.煤的自燃
本区煤有较强的自燃倾向。
四、水文地质
1、含水层
井田内含水层由上而下有第四系砂砾石、上第三系砂砾岩、石千峰组下段砂岩、下石盒子组砂岩、山西组砂岩、太原统薄层灰岩、奥陶系灰岩等。共7个含水层组，其中对矿井开采有直接影响的为下石盒子组一段砂岩、山西组砂岩、野青灰岩、山伏青灰岩、大青灰岩、奥陶系灰岩。太原组各层灰岩之中，随着埋深的增加富水性显著减弱。井田内各含水层的水量、水位、水质等，在正常情况下，各含水层之间无水力联系。
2、断层导水性
区内构造复杂、断层密集，但根据钻孔过断层情况看，断层中多为泥质胶结，断层泥、胶结的角砾岩被方解石填充，富水性及导水性均弱。石门穿过断层时可能水量不大，但是矿井开采揭露断层后，岩层将失去平衡状态，断层带可能失去隔水性。因此，断层必须留有保安煤柱，在过断层前，要施工超前钻孔，以防突水事故发生。
3、矿井涌水量
矿井涌水主要来源为各含水层地下水，开采2号煤初期主要为顶板砂岩水，后期，由于顶板塌陷，将为石盒子组底部砂岩水，开采4号煤层时，有一定数量的野青灰岩水，开采6号煤层时，充水主要来源为山伏青灰岩水，同时也应注意下伏近50个大气压的大青灰岩水，为安全起见，可提前疏干降压。矿井涌水量预计见表：

煤层
上部煤层
采面位置
顶板塌陷
2煤
4煤
6煤
疏平大青山
合计
正常涌水量

3.25
1.85
7.44

12.54
最大涌水量
2.94
3.62
2.20
8.90
7.80
25.46
由于矿井实际开采水平为-390m，与-400m相近，本设计根据中国统配煤矿总公司河北分公司（90）中煤冀计字第92号文意见，矿井按正常涌水量为12.54m3/min，最大涌水量为25.46m3/min
五、其它有益矿物
与煤共生的稀散元素测定了镓和鍺，含量十分低，均达不到工业品位。
第二章井田开拓
第一节井田境界及储量
一、井田境界
本井田北部以F29断层与泉头扩大区为界，南以F26断层与梧桐庄井田向对应，西以F1断层与北大峪井田相隔，东北以F8断层与九龙口井田分界。
二、储量计算
（一）、储量计算依据
1、各煤层储量计算均依据《XXX井田地质勘探精查报告》提供的煤层底板等高线及储量计算图计算。
2、设计利用储量的煤层为上组煤的2上、2、3、4、5下、6号煤层共6层，下组煤7、8、9煤层为暂难利用储量，本次设计不予利用。
3、利用储量计算原则：按规范要求，最低可采厚度为0.6m，原煤干燥灰分低于40％。
4、各煤层容重：
煤层容重表 单位：t/m3
煤号
2上
2
3
4
5下
6
7
8
9
牌号
肥煤
肥煤
肥煤
肥煤
肥煤
肥煤
焦煤
焦煤
焦煤
容重
1.45
1.40
1.33
1.40
1.46
1.35
1.40
1.40
1.36
5、煤层平缓，倾角在10°--－15°以下，利用水平投影面积。
6、计算方法：地质块段法
块段面积*容重*平均煤厚＝块段储量
（二）、可采储量
1、可采储量计算公式：矿井可采储量＝（工业储量－永久煤柱量）*采区回采率。
矿井可采储量：矿井共有可采储量32102.77kt，其中：2号煤可采储量为16070.18kt，占50％。
第二节矿井生产能力及服务年限
一、矿井工作制度
矿井工作日为300d，每天三班作业，两班生产，一班准备，每天净提升时间为14h。
二、矿井设计生产能力及服务年限
矿井上组煤可采储量32102.77kt，从可采储量上看具备建设0.3Mt和0.45Mt矿井的条件，据此，设计对这两种井型进行比较分析如下：
1、本矿上组煤为肥煤，是国家紧缺的优质炼焦配煤，为满足国家需求，应尽量加大开发强度。
2、井田内上组共有6层可采煤层，其中2号主采煤层厚度1.06—10.36m，平均厚度3.31m，可采储量占50％，适宜采用高档普采。其余5层煤较薄，但也能采用机械化开采，由于吝家沟井田内断层构造复杂，沼气涌出量较大，全矿以1—2个采区和2—3个回采工作同时生产较为有利，即矿井设计生产能力可以达至0.45Mt/a。
3、矿井涌水量大，尤为高沼气矿井，井型较小，矿井生产成本较高。
4、井型0.45Mt时，矿井服务年限51a，较为合适，若0.30Mt井型，矿井服务年限达76a。况且下组煤50年后将可能开采。
（二）、矿井服务年限
矿井服务年限＝矿井可采储量/（矿井设计生产能力*储量备用系数）＝3210.277/（45*1.4）＝51a。
第三章提升设备选择计算
第一节提升容器选择计算
1、提升高度：
H＝HX+HS+HZ
式中：
HX为卸载水平与井口高差，简称卸载高度20.9米
HS为矿井深度，164.5米
HZ为装载水平与井下运输水平的高差，简称装载高度+8.4米
代入数值：H＝164.5+20.9-8.4＝177米
2、经济提升速度为：
Vj＝0.4＝0.4×13.3=5.3m/s
3、根据经济提升速度，估算一次提升循环时间（按照五阶段速度图估算）
Tj＝（Vj/a）+（H/Vj）+U+θ
式中：
a为提升加速度为0.8m/s2
U为提升容器爬行阶段附加时间为10s
θ为提升休止时间为8s
代人数值：（5.3/0.8）+(177/5.3)+10+8=58s
4、一次合理经济提升量为：
Mj=（AncafTj）/（3600brt）
式中：
An为矿井年产量，为450000T
C为提升不均衡系数，本矿井底有煤仓取1.15
af为提升能力富裕系数选1.2
Tj为估算一次提升时间
br为设备年工作天数300d
t为设备日工作小时数取14h
代入数值：
（450000×1.15×1.2×58）/（3600×300×14）＝2.4T
根据箕斗规格表选JL-3型箕斗，该箕斗的有效容积为3.3m3。
5、一次提升循环所需要的时间为：
T′x＝（3600brtm）/（CAnaf）
式中：
m为所选箕斗的一次提升实际载货量，其值为箕斗的容积与载货密度的乘积，3.3×1×0.85（装载系数）＝2.8T
代入数值：
（3600×300×14×2.8）/（1.15×450000×1.2）＝68.1s
6、所需提升机的速度为：
V′m＝a｛T′x—（u＋θ）｝— a2｛T′x—（u＋θ）｝2—4ah
2
代入数值：
0.8｛68.1—（10＋8）｝— 0.82｛68.1—（10＋8）｝2—4×0.8×177
2
＝4m/s
根据提升机选择表选2JK-2.5/20型提升机，该提升机滚筒个数2个，直径为2.5m，减速机速比为i＝20，钢丝绳最大静张力90000N，静张力差55000N,钢丝绳直径为31mm，最大提升速度为4.7m/s。
第二节提升钢丝绳选择计算
1、 钢丝绳端荷重计算：
Qd=QC+QK＝3171＋2800＝5971kg
式中：
QC为提升容器自重
QK为载重量
2、钢丝绳悬垂长度：
HC=Hs＋Hz+Hj＝164.5+8.4+32＝204.9m
3、钢丝绳每米重量：
P′k＝Qd/［（1.1×δB）/m-Hc］
式中：
δB为抗拉强度
m为钢丝绳安全系数6.5
5971/［（1.1×14000）/6.5-204.9］=2.759kg/m
选用6△30-∮31-140-光-右同型钢丝绳，单位重量3.728 kg/m，抗拉强度140 kg/m2，钢丝绳破断力Qq为52700 kgf
4、钢丝绳安全系数验算
m＝Qq/（Qd＋PkHc）
＝52700/(5971+3.728×204.9)=7.8
7.8＞6.5，符合规程要求。
第三节矿井提升机和天轮选择计算
1、提升机滚筒直径的确定：
D≥80d
式中：d为钢丝绳直径
D≥80×31
D≥2480
所以选择2JK-2.5/20型提升机，该提升机滚筒个数2个，直径为2.5m，滚筒宽度1.2m，减速机速比为i＝20，钢丝绳最大静张力90000N，静张力差55000N,钢丝绳直径为31mm，最大提升速度为4.7m/s。
2、提升机的最大静涨力和最大静涨力差的计算
Fjmax＝Q+Qz+PH＝59710+3.728×204.9
＝67348.6N
67348.6＜90000，符合要求
Fcamx=Q+PH=28000+3.728×204.9
=28763.8N
28763.8＜55000,符合要求
3、提升机滚筒宽度验算：
B=［（H+30）/(πD)+3］×(d+ε)
式中：
ε为钢丝绳在滚筒上的间隙取3mm
代人数值：［（175+30）/(3.14×2.5)+3］×(31+3)＝989.9mm，符合要求。
提升机的标准速度为4.7m/s，减速机的速比为i＝20
4、天轮的选择：
Dt≥80d
Dt≥80×31
Dt≥2480mm
选择TSG2500/17型天轮，名义直径2500mm，线槽半径20mm，变位质量550kg，自身重量1512kg
第四节矿井提升机与井筒相对位置计算
1、井架高度：
Hj＝Hx+Hr+Hg+0.75Rt
式中：
Hx为卸载高度20.9m
Hr为容器全高7.78m
Hg为过卷高度4m
Rt为天轮半径1.25m
代人数值：20.9+7.78+4+0.75×1.25＝33.6m，取值34m
2、滚筒中心线至井筒中提升钢丝绳间水平距离：
Lsmin≥0.6Hj+3.5+D
代入数值：0.6×34+3.5+2.5≥26.4m
3、钢丝绳弦长：
Lx＝(Hj-C0)2+[Ls-(Dt/2)]2
C0为滚筒中心线与井口水平的高差取2m
代入数值：(34-2)2+[26.4-(2.5/2)]2＝41.49m
4、钢丝绳的外偏角和内偏角
最大外偏角：
B- [(S-a)/2]-3(d+ε)
a1＝arcan
Lx
式中：
B为滚筒宽度1.2m
S为两天轮间距1.83m
a为两滚筒之间的间隙取1.35-1.2＝0.15
D为钢丝绳直径0.031m
ε为钢丝绳间隙取0.003m
代入数值：
1.2- [(1.83-0.15)/2]-3(0.031+0.003)
a1＝arcan
41.875
＝0.35°
最大内偏角：
[(S-a)/2]-B- [(H+30)/ πD+3]-3(d+ε)
a2＝arcan
Lx
代入数值：
(1.83-0.15)/2]- ｛1.2- [(175+30)/3.14×2.5+3]-3(0.031+0.003) ｝
a2＝arcan
41.875
＝0.859°
5、提升机滚筒的下出绳角
β=arctan [（Hj-Co）/（Ls-Rt）]+arcsin[（Dt+D）/2Lx]
＝[（35-2）/（27-1.25）]+[（2.5+2.5）/2×41.49]
＝53.3°
第五节提升电动机初选计算
1、电动机的估算功率：
N＝[（kQV″m）/1000ηj] φ
式中：
N为提升电动机估算功率
K为矿井阻力系数取1.15
Q为一次提升载货重力，为mg＝2800×10＝28000N
V″m为提升机的标准速度
Ηj为减速机传动效率取0.85
φ为提升系统运转时，加、减速度及钢丝绳重力影响系数取1.4
代入数值：
[（1.15×28000×4.7）/（1000×0.85）]×1.4
＝249.2kw
2、电动机的估算转数
n＝60V″mi/πD
式中：
i为减速机的传动比取20
D为滚筒直径
代入数值：
（60×4.7×20）/（3.14×2.5）＝718r/min
根据以上数值选择JR1410－8电动机，额定功率为280kw，转速为736 r/min。
3、提升机的实际最大提升速度
Vm＝（πDne）/（60i）
式中：ne为选择电动机的额定转数取736r/min
代入数值：
（3.14×2.5×736）/（60×20）＝4.8m/s
4、最大提升速度验算：
Vm≤0.6
4.8≤0.6
4.8＜7.9
以上选择符合《煤矿安全规程》的要求。
第六节提升系统变位质量计算
1、变位质量的计算
（1）、直线运动部位的变位质量为：
mL＝m＋2mz＋2mpLp
式中：
Lp为一根钢丝绳总长度
Lp＝Hc+Lx+3πD+30
Hc为钢丝绳的垂悬长度204.9m
Lx为钢丝绳弦长41.49m
3πD为三圈摩擦绳的长度3×3.14×2.5＝23.55m
代入数值：204.9+41.49+23.55+30＝299.94m
上式带入数值：2800+（2×3171）+（2×3.728×299.94）＝11378.35kg
（2）、提升机的变位质量为11500kg
（3）、天轮的变位质量为550kg
（4）、电动机转子的变位质量为：
md＝[（GD2）d/g×（i2/D2）]
式中：
GD2d为电动机的飞轮转矩1800N.m2
D为提升机滚筒直径2.5m
代入上式：[1800/9.8×（202/2.52）]＝11754.88kg
总变位质量为：
∑m＝mL+2mt+mj+md
＝11378.35+1100+11500+11754.88
＝35733.23kg
总变位重量为：
∑m/g＝35733.23/9.8＝350185.654 kg.s2/m
第七节提升设备运动学计算
1、 箕斗提升初加速度的确定：
a0≤V02/2h0
式中：
h0为箕斗的卸载曲轨行程取2.35m
V02为限制规定速度≤1.5m/s
代入数值：
a0≤1.52/2×2.35
a0≤0.48 m/s2
所以箕斗的提升加速度为0.5 m/s2
2、主加速度a1的确定
（1）、按照煤矿安全规程规定对竖井提升加减速度的限制：对升降物料的加减速度最大不超过1.2m/s2
（2）、按电动机过负荷系数确定：
a1≤（0.75λFe-KQ-PH）/∑m
式中：
λ为电动机过负荷系数取2.1
Fe为电动机的额定出力为：（1000Neηj）/（Vm）
本式中Ne为电动机额定功率取280kw
ηj为传动效率取0.85
Vm为提升机的最大速度取4.8m/s
上式为（1000×280×0.85）/4.8＝49583.3N
k为矿井阻力系数取1.15
Q为一次提升载货重力mg＝2800×10＝28000N
P为钢丝绳每米重量取3.728m/kg
H为提升高度取175m
代入数值：
a1≤（0.75×2.1×49583.3）-（1.15×28000）-（3.728×177×10）/35733.23
a1≤1m/s2
（3）、按减速机允许输出传动转矩来确定
a1≤｛（2Mmax/D｝-（KQ+PH）｝/(∑m-md)
式中：
Mmax为减速机输出最大允许转矩105000N.m
D为滚筒直径取2.5m
代入数值：
a1≤｛（2×105000/2.5）-（1.15×27440+3.728×10×175）｝/(35733.23-11754.88)
a1≤1.88m/s2
综合考虑上述三个条件，确定主加速度a1为1m/s2
3、提升减速度a3的确定
采用自由滑行减速方式，电动机已从电网断开，拖动力为0，所以减速度
a3h＝｛KQ-P(H-2h3)｝/∑m
式中：
h3为减速段的行程取30m
代入数值：
｛1.15×28000-3.728×10×(177-2×40)｝/35733.23＝0.8m/s2
4、速度图参数的计算
卸载曲轨中初加速时间：
t0＝v0/a0
＝1.5/0.5＝3s
箕斗在卸载曲轨内的行程为：
h0＝2.35m
主加速时间
t1＝（vm-v0）/a1
＝（4.8-1.5）/1＝3.3m/s
主加速行程
h1＝｛（vm+v0）/2｝×t1
＝｛（4.8+1.5）/2｝×3.3＝10.4m
主减速段时间
t3＝(vm-v4)/a3
＝（4.8-0.5）/0.8＝5.37m/s
主减速行程
h3＝｛（vm+v4）/2｝×t3
＝｛（4.8+0.5）/2｝×5.37＝14.2m
爬行时间
t4＝h4/v4
＝2.5/0.5＝5m/s
爬行行程
h4＝5m
抱闸停车时间t5定为1s，行程很小，减速度a5一般为1m/s2
等速段的行程
h2＝H-h0-h1-h3-h4
＝177-2.35-10.4-14.2-5＝145m
等速段的时间
t2＝h2/vm
＝145/4.8＝30m/s
一次提升循环时间
Tx＝t0+t1+t2+t3+t4+t5+θ
＝3+3.3+30+5.37+5+1+8＝55.67s
提升时间符合预计时间。
5、设备的小时提升能力为
As＝（3600/Tx）m
＝（3600/56）×2.8
＝180t
6、设备的年提升能力为
A′n＝brtAs/c
＝（300×14×180）/1.15
＝657391.3t
7、提升能力富裕系数
af＝A′n/An
＝657391.3/450000
＝1.46
第八节提升设备动力学计算
提升开始时，
x＝0，a＝a0，故拖动力F0为
F0＝KQ+PH+∑Ma0
＝（1.15×28000）+（3.728×177×10）+（35733.23×0.5）
＝56665.2N
出曲轨
x＝h，a＝a0拖动力F′0
F0′＝F0-2Ph0
＝56665.2-（2×3.728×2.35）
＝56647.7N
主加速开始，
x＝h0，a＝a1，拖动力F1为
F1＝F0′+∑M（a1- a0）
＝56647.7+｛35733.23（1-0.5）｝
＝74514.3N
主加速阶段终了，
x＝h0+h1，a＝a1，拖动力F1′为
F1′＝F1-2Ph1
＝74514.3-（2×3.728×10.4）
＝74436.8N
等速阶段开始，
x＝h0+h1，a＝0，拖动力F2为
F2＝F1′－∑Ma1
＝74436.8-（35733.23×1）
＝38703.6N
等速阶段终了，
x＝h0+h1+h2，a＝0，拖动力F2′为
F2′＝F2－2Ph2
＝38703.6-｛2×3.728×145｝
＝37622.5N
减速阶段开始，
x＝h0+h1+h2，a＝-a3，拖动力F3为
F3＝F2′-∑Ma3
＝37622.5-（35733.23×0.8）
＝9035.9N
减速阶段终了，
x＝h0+h1+h2+h3，a＝-a3，拖动力F3′为
F3′＝F3-2Ph3
＝9035.9-｛2×3.728×14.2｝
＝8930N
爬行阶段开始，
x＝h0+h1+h2+h3，a＝0，拖动力F4为
F4＝F3′+∑Ma3
＝8930+（35733.23×0.8）
＝37516.6N
爬行阶段终了，
x＝H，a＝0，拖动力F4′为
F4′＝F4-2Ph4
＝37516.6-｛2×3.728×5｝
＝37479.3N
第九节提升电动机容量的计算
1、等效容量计算
∫0TF2dt＝｛（F02+F0′2）/2｝t0+｛（F12+F1′2）/2｝t1+
｛（F22+ F2F2′+ F2′2）/3｝t2+ ｛（F42+F4′2）/2｝t4
代入数值
∫0TF2dt＝
｛（56665.22+56647.72）/2｝3+｛（74514.32+74436.82）/2｝3.3+｛（38703.62+ 38703.6×37622.5+ 37622.52）/3｝30+ ｛（37516.62+37479.32）/2｝5
=7.848×1010
电动机的等效时间为
Td＝a（t0+t1 +t3+t4+t5）+t2+βθ
式中：
a为电动机在低速运转时的散热不良系数取1/2
β为停车间歇时间的散热不良系数取1/3
θ为休止时间取8
代入数值：
1/2（3+3.3+5.37+5+1）+30+1/3×8
＝41.2s
电动机的等效容量为
Nd＝（Vm/1000ηj）×∫0TF2dt/Td
式中：
Vm为提升机的最大速度取4.8m/s
ηj为提升减速机的效率取0.85
代入数值：
（4.8/1000×0.85）×7.848×1010/41.2
＝246.2
2、电动机容量的验算
（1）、正常运行中电动机过负荷能力应满足
Fmax/Fe≤0.75λ
式中：
Fmax为力图中最大的拖动力取74514.3
Fe为初选电动机的额定出力取49583.3
λ为电动机的过负荷系数取2.1
74514.3/49583.3≤0.75×2.1
1.5＝1.5
（2）、按电动机允许发热条件应满足
Nd≤Ne
Ne 为电动机的额定功率
246.2＜280
（3）、在特殊过负荷力，电动机过负荷能力应满足
FT/Fe≤0.9λ
式中：
FT是在更换水平或调节绳长是，打开离合器而单独提升容器时产生的特殊力为FT＝μ′（Qz+PH）
上式μ′为考虑动力的附加系数取1.1
上式为
1.1｛（3171+3.728×175）×10｝/49583.3≤0.9×2.1
＝0.7＜1.89
第十节提升设备的电耗及效率的计算
1、一次提升电耗：
W＝1.02Vm∫0TF2dt/ηjηd
式中：
F为力图中各阶段变化力
Vm为提升容器最大提升速度4.8m/s
1.02为考虑提升机的附属设备
ηj为减速机的效率取0.85
ηd为电动机的效率取0.919
∫0TF2dt＝｛（F0+F′0）t0｝/2+｛（F1+F′1）t1｝/2+
｛（F2+F′2）t2｝/2+｛（F4+F′4）t4｝/2
上式代入数值：
｛（56665.2+56647.7）3｝/2+｛（74514.3+74436.8）3.3｝/2+｛（38703.6+37622.5）30｝/2+｛（37516.6+37479.3）5｝/2
＝1748119.92
上式数值代入：
（1.02×4.8×1748119.92）/（0.85×0.919）
＝1.1×107 J/次
2、吨煤电耗W1及提升设备的年电耗W年
W1＝1.02Vm∫0TF2dt/mηjηd
m为一次提升载货质量取2.8t
An为矿井年产量取450000t
代入数值：
（1.02×4.8×1748119.92）/2.8×0.85×0.919
＝3.91×106J/吨
W年＝W1An＝3.91×106×450000
＝1.76×1012J/年
3、一次提升有益电耗Wy
Wy＝1000mgH＝1000×2.8×10×175
＝4.9×106J/次
4、提升设备的效率η
η＝Wy/W＝4.9×106/1.1×107
＝0.445
第四章电动机转子电阻计算的计算
本设计采用经验公式进行计算
级数
各级编号
计 算 公 式
各段电阻
通电持续率
平均启动电流
六
级
磁
力
站
Q0----Q11
r1＝1.5RN
JC1%=40～100
0.4I2N
Q11----Q21
r2＝0.6RN
JC2%=0.9JC%
1I2N
Q21----Q31
r3＝0.24RN
JC3%=0.5JC%
1.5I2N
Q31----Q41
r4＝0.12RN
JC4%=0.7JC%
1.9I2N
Q41----Q51
r5＝0.06RN
JC5%=0.85JC%
1.9I2N
Q51----Q61
r2＝0.03RN
JC6%=0.9JC%
1.9I2N
表中：
RN＝E2N/×I2N
RN为电动机转子额定电阻
E2N为电动机额定电压551V
I2N为电动机额定电流324A
代入数值：
551/×324
＝0.982Ω
JC%＝（t1/∑T）×100
＝（3.3/55.67）×100
=6
式中：
JC%为通电持续率
t1为启动加速时间取3.3s
∑T为一个提升循环时间取55.67s
选择ZX1型电阻箱，负荷持续时间60s，JC%为通电持续率为6系列电阻。
JC1%=tr/T
＝291.7/60=4.86>2,
取JCpr1%＝100％
式中：
JC1%为第一预备级电阻通电持续率
Tr检查井筒时的持续时间为
0.5H/0.3
=（0.5×175）/0.3
＝291.7s
H为提升高度取175m
0.3为检查井筒时的速度m/s
T为电阻箱的发热时间常数取60s
代入以上数值对电阻进行计算：

级数
各级编号
计 算 公 式
各段电阻
通电持续率
平均启动电流
六
级
磁
力
站
Q0----Q11
r1＝1.473
JC1%=100
129.6
Q11----Q21
r2＝0.589
JC2%=0.54
324
Q21----Q31
r3＝0.236
JC3%=3
486
Q31----Q41
r4＝0.118
JC4%=4.2
615.6
Q41----Q51
r5＝0.059
JC5%=5.95
615.6
Q51----Q61
r2＝0.029
JC6%=5.4
615.6
根据以上计算选择电阻如下：
Q0----Q11选t0＝300s，110#电阻
Q11----Q21选t0＝300s，20#电阻
Q21----Q31选t0＝300s，10#电阻
Q31----Q61选t0＝300s，5#电阻
第五章提升拖动控制系统的介绍
本提升机拟采用交流拖动，其优点是设备简单，基建投资小，缺点是加速或低速运行阶段，因转子加入附加电阻而使电能损耗大。另外，速度和负荷有关，启动功率大，加速阶段的尖锋负荷影响跨接在电网上的其它电机工作。但当电网容量大于提升机容量的10-—15倍时将无影响。
自动控制系统虽然是发展方向，但是由于实践因素影响本设计中提升机仍采用半自动化控制系统。
提升机的交流控制方案采用电动机转子回路附加金属电阻的控制方式，采用定型的TDK控制系统。调速的级数8段，