学位论文-—采区设计说明书毕节学院.doc

XXXX矿务局AA矿
五 采 区 设 计 说 明 书

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第一章 矿井概况 3
1.1总体概况 3
1.2生产采区的巷道布置及生产系统 3
1.3五采区附近的巷道布置情况 4
第二章 采区地质情况 5
2.1采区范围内的地质情况 5
2．2水文地质情况，开采技术条件 5
第三章 采区储量与生产能力 7
3．1采区边界 7
3．2采区储量 7
3．3采区生产能力 7
3．3．1采区生产能力计算 7
3．3．2采区生产能力验算 8
3．4采区服务年限 8
第四章 采区设计方案 10
4.1采煤方法的选择 10
4.2采区巷道布置 10
第五章 回采工艺 15
第六章 采区生产系统 18
6．1 采区运输 18
6．2采区通风 34
6．3采区供电 37
第七章 采区施工设计 48
7.1采区下部车场 48
7.2采区中部车场 48
7.3采区上部车场 50
7.4采区硐室 50
7．4．1采区煤仓 50
7．4．2采区绞车房 50
7．4．3采区变电所 51
7．4．4采区泵房 51
第八章 安全技术措施 52
第九章 采区主要技术经济指标 56

第一章 矿井概况
XXXX矿务局AA矿属国有企业，位于广西田阳县西面，井田为丘陵地貌，海拔标高一般在+120～+200m之间，最高处为南部的+209.6高地，最低处为右江（水面为+102m左右）。井田内仅有一个自然屯（位于东部的六密屯）及AA矿工业广场和煤矿生活区。
矿井距离那坡镇约13km，有简易公路相通，区内村村都通乡村公路；井田距田阳火车站距离不超过30km。右江从井田中西部经过，一年四季均可通航，煤仓可直接往货船装煤。
井田东起平江屯至百峰街间的自然水沟，西止于49勘探线，南以A煤露头为界，北至-295m煤层底板等高线，东西长约2.40km，南北宽约1.2km，总面积2.385 km2。
1.1总体概况
AA矿为斜井多水平开拓，大巷采用电机车运输，斜井单钩串车提升，矿井现主要生产煤层为B煤和A煤，分两个水平，即-25水平和-150水平，目前集中可采-25水平。分两个采区开采，即三采区和四采区，两个区均为单翼开采。采煤工作面为炮采，采用走向长壁后退式全部冒落采煤法，巷道施工为炮掘。
1961年3月由广西区煤炭石油局设计院设计改为年产6万吨的二号斜井，1965年建成投产，1970年改为工人矿，1971年10月进行二次技术改造，扩建为年产12万吨的矿井。现核定生产能力年产16万吨。
-25运输大巷标高为-25m，总回风巷标高为-25。-150水平的运-输大巷标高为-147m，总回风巷标高为-150m。
1.2生产采区的巷道布置及生产系统
三采区的巷道布置是：在煤层底板下稳定的岩层中布置轨道上山，沿煤层布置运输上山。工作面沿走向布置，中部车场采取平巷甩车场。四采区的巷道布置是：在煤层底板下稳定的岩层中布置轨道下山，沿煤层布置运输下山。工作面沿走向布置，中部车场采取平巷甩车场。
通风方式，采用中央并列抽出式通风，主井进风，副井回风，矿井利用反风道进行反风。
运输方式是大巷采用电机车运输，斜井单钩串车提升。
采煤工作面为炮采，采用走向长壁后退式全部冒落采煤法，巷道施工为炮掘。
1.3五采区附近的巷道布置情况
其上部是-150水平大巷、-150水仓和-150泵房，-150水平有两条上山巷道通往-25水平，一条是二水平绞车道，长度是441米，另一条是二水平人行道，长度是550 米，两条巷道都需要返修，具体情况见图1

第二章 采区地质情况

2.1采区范围内的地质情况
在井田范围内，钻孔揭露的地层有始新统那读组、渐新统公康组和第四系（Q）。AA矿田含煤地层为第三系渐新～晚始新统的那读组下百岗段（E2nb）。该段在井田内的厚度为150～250m。岩性由泥岩、砂质泥岩、细砂岩、泥质粉砂岩及炭质泥岩、煤层组成。含煤多达9层，其中层位较稳定、厚度较大的为位于该段中下部的A、B煤层，是本井田的主要可采煤层。
AA矿田AA矿位于百色盆地西部南翼，总体呈一单斜构造。岩层往北东倾斜，倾角较平缓，一般为18°；褶曲不甚发育，矿井生产中发现的断层有3条，均为北东东向正断层，发育于井田的西北部，构造复杂程度属中等（偏简单）。
五采区主要是采A煤，A煤层位于下百岗段下部，井田内有5102、5101、5100、510A、5201、5301钻孔控制。厚度1.03～3.05m、平均厚1.30m， A煤层直接顶板为泥岩、砂质泥岩。煤层结构简单，局部含炭质泥岩夹矸1-2层，采用煤厚0.14～3.05m，属薄～中厚煤层，该煤层在井田内属大部分可采的较稳定煤层。
由于五采区的钻孔过少，前期需要打一条煤巷探测地质情况，其将来作运输下山使用。
2．2水文地质情况，开采技术条件
1、水文地质情况
（1）、A煤层大部分埋藏于当地侵蚀基准面以下，埋深多在百米以下，下百岗段以泥岩、粉细砂岩为主，含水性弱；断层发育于细碎屑岩为主的岩层中，断层的导水性差，右江水和浅层地下水对矿坑充水的影响不大。
（2）、煤层顶底板的岩性主要是泥岩、钙质泥岩、泥灰岩，其中夹少量粉、细砂岩透镜体。前者结构致密，透水性差，可视为隔水层；后者结构疏松，含孔隙水，但补给条件差，属弱含水层。
（3）、矿井充水的直接因素是厚度小、水量贫乏的粉、细砂岩透镜体，充水来源以静储量为主，故矿井涌水量不大。
根据以上水文地质特征，本井田是一个以粉、细砂岩和泥质砂岩等弱含水层为主的裂隙、孔隙充水矿床，水文地质条件属简单类型。
2、开采技术条件
(1)可采煤层特征
A煤层可采煤厚度1.03～3.05m，平均厚1.30m，煤层倾角15度-18度
（2）煤尘及煤的自燃
煤尘具有爆炸危险性，煤尘爆炸指标高达57%；煤层具有自燃性，自燃发火期为4-6个月。
（3）瓦斯
从矿井井下测量来看，瓦斯含量均小于5m3/吨，属于低瓦斯矿井。
（4）煤层顶底板情况
AA矿煤层顶底板岩石属于软岩～较软岩类，根据矿井实际开采情况来看，矿井支护较为容易，坍塌情况很少。

第三章 采区储量与生产能力
3．1采区边界
AA矿五采区位于-150水泵房的东边，采区地表标高为+118～+121m北面和东面以井田边界为界，南面是一采区采空区，五采区和一采区留设40米的保安煤柱。西面以地面工业广场保安煤柱线为界，浅部标高是-150m，深部标高是-255m。因为五采区的西面是工业广场的保安煤柱，走向长度只有600米，所以采用单面布置。
3．2采区储量
五采区可采煤层是A上和A下两层煤，最小可采厚度是1.03米,平均厚度是1.3米。最高灰份是39.73 % ，煤的容重量是1.45吨/m3。采区储量采用“块段法”计算。
经计算地质储量是 75 万吨，可采储量是 49.7 万吨。采区储量计算见表1
表1采区储量估算
顺序
段号
块段面积（米2）
煤层生产率（T/M2）
地质储量
（T）
保安煤柱损失（T）
回采率（%）
可采储量（T）
备注
1

147744
3．77
556994
127214
85
365313

2

54000
3．77
203580
49010
85
131384

3
合计
201744

760574

176224

496697

3．3采区生产能力
3．3．1采区生产能力计算
根据AA矿的地质条件，煤层生产能力、开采强度、采区内同时回采工作面个数和产量等因素综合考虑，采区生产能力计算按如下公式计算：
A=∑A1 .K1×K2 吨/年
=95994×1.0×1.05=100793t/年
其中：A1—回采工作面单产，吨/年；
K1—工作面产量不均匀系数。三个工作面同时生产时可取0.9,两个工作面同时生产取0.95,单工作面生产取1.0;
K2—掘进出煤系数,薄及中厚煤层取1.05—1.08

A1=r.m.l.i.c=1.45*1.3*700*75*97%=95944t
r—煤的容重，吨/米3，取1.45;
m—煤层采高,米,取1.30;
l—工作面推进进度,米/年,取700m
i—工作面长度,米,取75
c—回采工作面回采率(%):厚煤层为93%;薄煤层为97%;中厚煤层为95%。取97%。
五采区同时生产时为一个工作面生产, 采区生产能力为10万吨/年。
3．3．2采区生产能力验算
1．按采区运输能力验算
AA矿五采区采用炮采的采煤方法进行回采，运输不均匀系数采用1.25,可按下式验算设计能力。
An≥ = 1.25*303/15=25.3 吨/时
其中：An ——运输设备的设计能力，吨/时；
AB ——采区日产量,取303, 吨/日；AB=100000/330=303
K ——产量不均匀系数，取1.25；
t ——每日出煤时间，小时：只有一个面时为15，两个工作面时为16.5，取15,符合要求。
2．按采区通风能力验算
根据矿井瓦斯等级，进回风上下山的数目，断面和允许的最大风速，可以验算通风允许的最大采区生产能力，可用下式计算：
AB≤ = 60×4×4.8÷1=1152 吨/日
其中：AB ——采区日产量,取274, 吨/日；
V ——巷道内最大允许风速，米/秒；
S ——巷道净断面，米2，取4.8;
C ——日产一吨煤需要的风量，米3/分，取1（根据资料矿井瓦斯相对涌出量≤10m3/t时，日产一吨煤需风量1.00－1.25米3/分，AA矿历年来瓦斯等级鉴定为低瓦斯矿井，即相对瓦斯涌出量＜10m3/t)
通过验算，符合要求。
3．4采区服务年限
采区生产能力和服务年限与可采储量相适应。生产能力过大，服务年限过短，不仅经济上不合理，而且会造成接替紧张，一般年产30～50万吨的采区，服务年限不少于五年，10～20万吨的采区不少于三年。
采区服务年限可用下式计算：
T= =49.7/(1.4×10)=3.55
其中：T ——采区服务年限，年；
Z——采区可采储量，万吨，取49；
A——采区生产能力，万吨/年，取10；
k——富余系数,取1.4； 符合要求。

第四章 采区设计方案
4.1采煤方法的选择
一．采煤方法的选择
AA矿原采区都是伪倾斜长壁采煤法，多年来已证明该采煤法适合AA矿的实际情况，所以五采区也是采用伪倾斜长壁采煤法。先采A上煤层，后采A下煤层，同层原则上从深部采面到浅部，采面支护材料是单体液压支柱和金属绞接顶梁，采用炮采采煤法。
二．区段划分
1．采煤工作面总长度的确定，按保证采区年产量计算工作面总长度。
Ho==74
其中：H0——采区内回采工作面总长度，74 米;
A——采区生产能力，10 万 吨/年;
X——回采出煤率，长壁采煤法0.9～0.95.取0.95.
L——回采工作面年推进度,700m;
r——煤的容重,吨/米3,取1.45;
M——煤层厚度,米,取1.3;
C——工作面回采率,取值0.97
所以设计工作面长度75米是满足采区生产能力的要求的。
2．区段长度和数目
区段平巷之间的煤柱取10米。
区段斜长=区段回风巷宽度+工作面长度+中间煤柱宽度+运输机平巷宽度
=2+75+10+2=89
根据实际情况，五采区布置四个区段，A上布置四个工作面，A下布置四个工作面。
4.2采区巷道布置
五采区拟采用两条暗斜井布置下山，运输下山布置在煤层中，轨道下山布置在煤层底板下垂高10米的岩层中，本文设计有两个方案供选择：
方案1：布置进风石门120米，轨道下山440米，运输下山440米，回风石门100米，回风下山440米，中部车场甩车平巷60米。回采巷道基本一致，在此不加叙述。
方案2：布置进风石门60米，轨道下山460米，回风联络巷150米（其中76米是坡度25°的穿层岩巷，74米是煤巷），运输下山460米，中部车场甩车平巷60米。
方案2的巷道工程量小，施工工期短，也较容易施工，运输、通风、排矸、排水，供电也是简单可行，所以选方案2
该方案的开采顺序是先采A上煤层，后采A下煤层，先采下区段，后采上区段。配备一个采煤队，两个掘进组。回采面接替情况见（表2回采面接替表）， 掘进工作面接替情况见（表3掘进工作面接替表）。根据表2、表3计算得采区总工程量、投产工程量及采区准备时间见表4。

表2回采面接替表
工作面名称
年份/月份

2
3
4
5
6
7
2531A上

2535A上

2533A上

2537A上

2531A下

2535A下

2533A下

2537A下

表3掘进面接替表
工作面名称
工程量
（米）
年份/月
1
2
3
2
4
6
8
10
12
2
4
6
8
10
12
2
4
6
8
10
12
五采区进风石门、五采区上部车场联络巷
70
1队

五采区运输下山
460

五采区回风联络巷
150

五采区轨道下山
460
2队

五采区下部车场
34

五采区泵房
40

五采区水仓
80

五采区绞车房
12

五采区绞车房回风绕道
36

五采区中部车场
62

五采区中部车场煤仓
10

五采区变电所
30

表3掘进面接替表（续）

工作面名称
工程量
（米）
份/月
2
3
4
2
4
6
8
10
12
2
4
6
8
10
12
2
4
6
8
10
12
2531A上机巷
610

1队

2531A上料巷
610

2队

2531A上切眼
100

2535A上机巷
610

2535A上料巷
610

2535A上切眼
100

2533A上机巷
610

2533A上料巷
610

2533A上切眼

100

2537A上机巷
610

2537A上料巷
610

2537A上切眼
100

2531A下机巷
610

2531A下料巷
610

2531A下切眼
100

采区工程量，投产工程量及采区准备时间见（表4采区工程量及投产准备时间表）
表4采区工程量及投产准备时间表
工程
名称
工程量（米）
施工
天数
工期安排
年月日至
年月日
备注
岩巷
半煤岩巷
煤巷
五采区进风石门
60

40

五采区上部车场联络巷

10

2

五采区运输下山

460

90

五采区回风联络巷
74
76

60

五采区下部车场
34

30

五采区水仓
80

70

五采区轨道下山
460

240

五采区泵房
40

40

五采区变电所
36

40

五采区绞车房
12

20

五采区绞车房回风绕道
36

20

五采区中部车场
62

40

五采区中部煤仓
10

15

2531A上机巷

610

120

2531A上料巷

610

120

2531A上切眼

100
15

合计
844
1756
100
920

采区车场、硐室的布置见图1AA矿AA矿五采区设计工程平面图

第五章 回采工艺
一．回采工艺
AA矿现在有炮采和高档普采两种回采工艺，五采区采用炮采回采方法。
1、回采工作面的采煤方法采用走向长壁后退式。
2、采高：1.3m。
3、落煤方式采用爆破落煤。（见图2炮眼布置图）

a、炮眼布置：工作面炮眼布置采用五花眼，周排炮眼的距离为1.80m，顶底排炮眼距离顶底板岩层均为0.3m，中排炮与顶底排炮眼的距离为0.6m。
b、装药结构：采用正向装药，药卷直径为35mm，长度为160mm，重量为150g的矿用销铵炸药
c、装药量、顶底眼均装300g／眼中排炮眼为300g／眼，84#消耗65kg/ 循环，85#消耗216发/循环。
4．顶板管理：采用全部垮落法，工作面最大控顶距3米，最小控顶距2米，放顶步距是1米，支架排距是1米，柱距是0.7米。
二、劳动组织及正规循环图表
1、工作制：该工作面实行“三八”工作制，作业形式采用边采边准的综合作业方式。
2、循环进尺：1m／循环。
3、劳动组织图表（见表2劳动组织表）
表2劳动组织表
工种班别
班长
打眼工
放炮工
采支工
回柱工
刮板机工
装车工
验收员
合计
白
1
2
1
20
2
7
1
1
35
中
1
2
1
20
2
7
1
1
35

4、采煤工作面主要技术经济指标（见表4）
采面吨煤成本= 元/吨
工作面生产费用=工资+材料费+电力费
=10+11+13=34 元/吨

以上数据均参考相似采区历年的历史数据。

表4 采煤工作面主要技术经济指标表

序号
项目
单位
数量
备注
1
工作面走向长度
m
500

2
工作面倾斜长
m
75

3
采 高
m
1.3

4
煤层倾角
度
18°

5
循环进尺
m
1

6
循环产量
t
137

7
日产量
t
274

8
在册人数
人
70

9
煤层容重
t／m3
1.45

10
炸药消耗
kg／万t
1970

11
雷管消耗
发／万t
6545

12
竹片消耗
片／万t
10180

13
回采率
%
97

14
单体液压支柱使用量
根
650
已包括
备用10%
15
金属铰接顶梁
根
650
18
吨煤成本
元/吨
34

第六章 采区生产系统
6．1 采区运输
一．采区运输系统
1．工作面出的煤或矸：煤仓→下部车场或中部车场→五采轨道下山→五采区上部车场→五采区进风石门→二水平下部车场→二水平绞车道→主井井底车场→主井→地面。
2．材料运送：主井→主井井底车场→二水平绞车道→二水平下部车场→五采区回风石门→五采区运输下山→工作面回风巷
二．运输方式
轨道下山运输方式：采用绞车提升。
三.轨道下山运输设备的选型计算
A、原始资料：
1、采区原煤设计年产量10×104吨，矸石取煤产量的15%，即：1.5×104吨；煤的松散密度γ‘=0.89吨/米3；
2、轨道斜长：=440米，倾角：β=18°
3、年工作日300天，每天工作15小时；
B、其它参数确定
1、初始加速度：a0≤0.3米/秒2，取a0=0.3米/秒2
2、主加减速度a1≤0.5米/秒2，a3≤0.5米/秒2，取a1=0.5米/秒2，a3=0.5米/秒2；
3、车场内速度：V0=0.5Vzd但不大于（1.5米/秒），取V0=1.5米/秒。
4、摘挂钩时间：θ1=20秒；
5、电动机换向时间：θ2=5秒；
C、根据矿井产量及井筒情况，初步确定采用甩车场单钩串车提升方式，提升容器用1U型矿车，G0=650㎏，V=1.1米3。
最大提升速度的确定：《安全规程》规定斜井串车最大提升速度，当提升斜长在300米以下时，Vzd≤3.5米/秒，当提升斜长在300米以上时，Vzd≤5米/秒，取Vzd=2.6米/秒。
（一）一次提升循环时间T的计算
（1）重车在井底车场运行阶段
（秒）
米
米
（式中：—井底至井底停车点的距离，=30米）
（秒）
（秒）
2、串车提出车场后的加速阶段
（秒）
（米）
3、减速运行阶段：
（秒）
（米）
4、等速运行阶段：
（米）
其中：（米）
（秒）
5、甩车运行阶段：
（秒）
式中Lk=30米
6、一次循环时间T

（二）一次提升量和车组中矿车数的确定
1）小时提升量Qsh
(吨/小时)
式中：c —提升不均匀系数，c=1.25。
—提升能力富裕系数，=1.15。
2）一次提升量Q
（吨/次）
3）一次提升矿车数n
；（吨）
==5.72
取整n=6，即一次提升6部才能满足生产需要。
4）按矿车连接器强度校验提升矿车数
连接器最大牵引力Fmax=6000㎏
即
(部)
由于n＜n’,验算合格
式中：f1—矿车在轨道上运动的阻力系数f1＝0.015
（三）钢丝绳的选择计算
1、预选6×19-155型钢丝绳
㎏/m
根据计算结果选6×19-ф21.5（155）钢丝绳，其P=1.658㎏/m，钢丝绳中钢丝的最大直径=1.4。总破断力Fp＝27150公斤力
2、校验钢丝绳的安全系数
校验合格
（四）提升机选择计算
1、卷筒直径D的确定
《煤矿安全规程》规定：
（式中：—钢丝绳中钢丝绳的最大直径）
D≥1.4×900=1260
先预选卷筒D=1600的绞车
2、最大静引力计算
根据计算结果及井筒情况，选JK型绞车，其技术特征如下：最大静张力为4000kg，卷筒直径1600mm，宽1200mm，钢丝绳最大直径25，钢丝绳速度有，2.0,2.6,3.4米/秒，传动比1：24，电机功率有：95、110、155千瓦，根据预选计算的V选JR-6型110kw电动机。
(五)、运动部分变位质量：
（1）电动机变位质量：Gd＝＝＝1147.5㎏
式中：（GD2）——电动机的飞轮转矩。
（2）运动部分变位质量：
重车组：ms＝Gd＋Gj＋Fzjzd ＝1147.5＋10460＋3420.4＝15028㎏
空车组：mx＝Gd＋Gj＋Fkjzd ＝1147.5＋10460＋1675＝13283㎏

（六）、提升系统速度图、力图参数的计算
计算提升过程中各阶段的拖动力
基本动力方程式：F＝n（kG＋G0）（sin＋f1cos)g＋p（L－X）(sin＋f2cos)g＋ma
式中：k—斜井提升矿车阻力系数，k=1.1。
随甩车场坡度、井筒倾角的变化而变化。

重车组变位质量：ms=15028㎏
空车组变位质量：mx=13283㎏
1、（1）初加速开始：X=0， a=a0=0.3米/秒2 ，拖动力为
＝6（1.1×900＋650）（sin13°＋0.015cos13°)×9.81＋1.658×500(sin13°＋0.2cos13°)×9.81＋15028×0.3=31048（N）
（2）初加速终了：X=3.75米， a=a0=0.3米/秒2 ，拖动力为
＝6（1.1×900＋650）（sin15°＋0.015cos15°)×9.81＋1.658×（500-3.75） (sin15°＋0.2cos15°)×9.81＋15028×0.334539（N）
2、（1）初等速开始：X=3.75米， a=0，拖动力为
＝6（1.1×900＋650）（sin15°＋0.015cos15°)×9.81＋1.658×（500-3.75） (sin15°＋0.2cos15°)×9.81=30031（N）
（2）初等速终了：X=30米， a=0，拖动力为
＝6（1.1×900＋650）（sin18°＋0.015cos18°)×9.81＋1.658×（500-30） (sin18°＋0.2cos18°)×9.81=35023（N）
3、（1）主加速开始：X=30米， a=a1=0.5米/秒 2，拖动力为
＝6（1.1×900＋650）（sin18°＋0.015cos18°)×9.81＋1.658×（680-30） (sin18°＋0.2cos18°)×9.81＋15028×0.5=42537（N）
（2）主加速终了：X=34.51米， a=a1=0.5米/秒2 ，拖动力为
＝6（1.1×900＋650）（sin18°＋0.015cos18°)×9.81＋1.658×（500-34.51） (sin18°＋0.2cos18°)×9.81＋15028×0.5=42500（N）
4、（1）等速开始：X=34.51米， a=0 ，拖动力为
＝6（1.1×900＋650）（sin18°＋0.015cos18°)×9.81＋1.658×（500-34.51） (sin18°＋0.2cos18°)×9.81=34986（N）
（2）等速终了：X=493.24， a=0 ，拖动力为
＝6（1.1×900＋650）（sin13°＋0.015cos13°)×9.81＋1.658×（500-493.24） (sin13°＋0.2cos13°)×9.81=23172（N）
5、（1）减速开始：X=493.24米， a= a3=0.5米/秒2，拖动力为
＝6（1.1×900＋650）（sin13°＋0.015cos13°)×9.81＋1.658×（500-493.24） (sin13°＋0.2cos13°)×9.81-15028×0.5=15658（N）
（2）减速终了：X=500， a= a3=0.5米/秒2，拖动力为
＝6（1.1×900＋650）（sin9°＋0.015cos9°)×9.81-15028×0.5=9017（N）
6、下放重车组：
（1）甩车道加速开始：L=0， a=0.3米/秒2，拖动力为
＝6（1.1×900＋650）（sin9°＋0.015cos9°)×9.81-15028×0.3=12023（N）
（2）甩车道加速终了：L=3.75米， a= 0.3米/秒2，拖动力为
＝6（1.1×900＋650）（sin9°＋0.015cos9°)×9.81＋1.658×3.75(sin9°＋0.2cos9°)×9.81-15028×0.3=12044（N）
7、下放重车组：
（1）甩车道等速开始：L=3.75， a=0，拖动力为
＝6（1.1×900＋650）（sin9°＋0.015cos9°)×9.81＋1.658×3.75(sin9°＋0.2cos9°)×9.81=16552（N）
（2）甩车道等速终了：L=26.25米， a= 0，拖动力为
＝6（1.1×900＋650）（sin15°＋0.01cos15°)×9.81＋1.658×26.25(sin15°＋0.2cos15°)×9.81=26575（N）
8、下放重车组：
（1）甩车道减速开始：L=26.25， a=0.3米/秒2，拖动力为
＝6（1.1×900＋650）（sin15°＋0.015cos15°)×9.81＋1.658×26.25(sin15°＋0.2cos15°)×9.81＋15028×0.3=31083（N）
（2）甩车道减速终了：L=30米， a=0.3米/秒2，拖动力为
＝6（1.1×900＋650）（sin12°＋0.015cos12°)×9.81＋1.658×30(sin12°＋0.2cos12°)×9.81＋15028×0.3=26191（N）
9、提升空车组：
（1）甩车道初加速开始：L=30， a=0.3米/秒2，拖动力为
＝6×650（sin13°＋0.015cos13°)×9.81＋1.658×30(sin13°＋0.2cos13°)×9.81＋15028×0.3=13356（N）
（2）甩车道初加速终了：L=26.25米， a=0.3米/秒2，拖动力为
＝6×650（sin15°＋0.015cos15°)×9.81＋1.658×26.25(sin15°＋0.2cos15°)×9.81＋15028×0.3=14634（N）
10、提升空车组：
（1）甩车道等速开始：L=26.25， a=0，拖动力为
＝6×650（sin15°＋0.015cos15°)×9.81＋1.658×2625(sin15°＋0.2cos15°)×9.81=10649（N）
（2）甩车道等速终了：L=3.75米， a=0，拖动力为
＝6×650（sin9°＋0.015cos9°)×9.81＋1.658×3.75(sin9°＋0.2cos9°)×9.81=6573（N）
11、提升空车组：
（1）减速开始：L=3.75， a=0.3米/秒，拖动力为
＝6×650（sin9°＋0.015cos9°)×9.81＋1.658×3.75(sin9°＋0.2cos9°)×9.81－13283×0.3=2588（N）
（2）减速终了：L=0， a=0.3米/秒，拖动力为
＝6×650（sin9°＋0.015cos9°)×9.81－13283×0.3=2567（N）
12、下放空车组：
（1）加速开始：L=0， a=0.5米/秒2，拖动力为
＝6×650（sin9°＋0.015cos9°)×9.81－13283×0.5=-90（N）
负数说明拖动力方向与运动方向相反。
（2）加速终了：L=24.01， a=0.5米/秒2，拖动力为
＝6×650（sin13°＋0.015cos13°)×9.81＋1.658×24.01(sin13°＋0.2cos13°)×9.81－13283×0.5=2688（N）
13、下放空车组：
（1）等速开始：L=24.01， a=0，拖动力为
＝6×650（sin13°＋0.015cos13°)×9.81＋1.658×24.01(sin13°＋0.2cos13°)×9.81=9330（N）
（2）等速终了：L=465.49， a=0，拖动力为
＝6×650（sin18°＋0.015cos18°)×9.81＋1.658×465.49(sin18°＋0.2cos18°)×9.81=16150（N）
14、下放空车组：
（1）减速开始：X=465.49， a= 0.5米/秒，拖动力为
＝6×650（sin18°＋0.015cos18°)×9.81＋1.658×465.49(sin18°＋0.2cos18°)×9.81＋13283×0.5=22792（N）
（2）减速终了：L=470， a=0.5米/秒，拖动力为
＝6×650（sin18°＋0.015cos18°)×9.81＋1.658×470(sin18°＋0.2cos18°)×9.81＋13283×0.5=22828（N）
15、下放空车组：
（1）甩车道等速开始：L=470， a=0，拖动力为
＝6×650（sin18°＋0.015cos18°)×9.81＋1.658×470(sin18°＋0.2cos18°)×9.81=16186（N）
（2）甩车道等速终了：L=496.25米， a=0，拖动力为
＝6×650（sin15°＋0.015cos15°)×9.81＋1.658×496.25(sin15°＋0.2cos15°)×9.81=14104（N）
16、下放空车组：
（1）甩车道减速开始：L=496.25米， a= 0.3米/秒，拖动力为
＝6×650（sin15°＋0.015cos15°)×9.81＋1.658×496.25(sin15°＋0.2cos15°)×9.81＋13283×0.3=27387（N）
（2）甩车道减速终了：L=500， a=0.3米/秒，拖动力为
＝6×650（sin13°＋0.015cos13°)×9.81＋1.658×500(sin13°＋0.2cos13°)×9