第一章 支护设备与采型设计已知：矿井年产量80万吨； 煤层厚度：3..3M ； 截割阻抗：365牛顿/毫米； 顶板条件Ⅱ级 2类 ； 工作面长度：125M ； 煤层倾角；8°第一节 机械化采煤工作面类型的确定与论证根据已知条件，煤层厚度3.3M，符合目前我国综采工作面采高大于2米的规定；年产量80万吨；顶板条件是老顶Ⅱ级周期来压明显、直接顶2类中等稳定顶板故采用综合机械化采煤工作面主要设备为：双滚筒采煤机、刮板输送机、液压支架第二节 液压支架的选型一、影响液压支架选型的因素：1、煤层厚度 厚度超过2.5m、顶板有水平推力，厚度在2.5m-2.8m以上时支架应带护帮2、煤层倾角当倾角大于10°-15°时，带有防滑装置的支架；当倾角大于18°时，应选用同时带有防滑、防倒和调架装置的支架由已知条件此工作面无需以上装置3、底板稳定性应使支架底座对底板的比压小于底板的许用比压4、顶板稳定性顶板稳定性直接影响支架的 架型支护强度 此工作面顶板条件是Ⅱ级 2类可选支撑掩护式 5、地质构造 对于断层十分发育、煤层厚度变化过大、顶板的允许暴露面积小于5-8㎡、允许暴露时间20min以下的工作面，暂不宜使用液压支架。
此工作面不符合上述条件应选用适合液压支架 6、煤层瓦斯含量对瓦斯涌出量大的工作面，若顶板条件允许，应优先选用断面大的支撑式或支撑掩护式支架7、在顶板条件允许的调件下，应优先选用价格便宜的支架二、煤层顶板及顶板分类：根据已知条件及《设计指导》表2—2及表2—3得：直接顶为中等稳定顶板，强度指数D＞70，直接顶初次跨落步距L1＞18M；老顶Ⅱ级周期来压明显三、 液压支架的选型1、 架型选择根据已知条件、综合以上影响液压支架选型的因素结合表2—4及支架的受力分析选用支撑掩护式液压支架其特点是：顶梁长、立柱较多、且垂直或倾角较小倾斜支撑、工作阻力大、切顶能力强、具有掩护梁架间密闭,挡矸掩护性能好适用于稳定以下各类顶板2、 液压支架结构参数的确定最大结构高度 Hhmax+a 米最小结构高度 H2-米式中：—煤层最大和最小厚度；米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0.2米.，厚煤层取0.3米.薄煤层适当减小，本次设计取0.3米S2—顶板最大下沉量，一般取0.1-0.2米，本次设计取0.15米—支架卸载前移时，立柱伸缩量，煤层厚度大于1.2米时取0.08-0.1米；煤层厚度小于1.2米时，取0.03-0.05米，本次设计取0.1米。
C—支架顶梁上存留的浮煤和碎矸厚度，一般取0.05-0.1米本次设计取0.05米所以H=3.3+0.3=3.6米 H=2.05-0.15-0.1-0.05=1.75米3、 支架支护强度的确定：(1)按经验公式估算： =K*H*R式中：K—作用于支架顶板岩石厚度系数，一般取5；H—最大采高 ，米；R—岩石容重，取2.5吨/米3所以=3.3*2.5*5=41.25吨/米32）直接查表选取：根据顶板条件和煤层厚度，直接由表2—4中查取，查表得为1.3*35=45.5吨/米3选取最大值=45.5吨/米34、 选择液压支架型号：根据上面计算的支架最大和最小结构高度和支架强度的数值，查液压支架产品目录附表6，选择的支架为型号：ZY35 其技术特征如下：架型：四柱支掩式 初撑力：3141.6千牛工作阻力：4000千牛 支架高度：1.7~3.5米支架中心距：1.5米 支护面积：5.45平方米外型尺寸：1.598*3.5 泵站压力：20兆帕对地比压1.73兆帕 质 量：10.5吨适应坡度<30°推移千斤顶：推力：145.7KN 侧(护) 推千斤顶：推力：75 KN 拉力：231KN 拉力：51.5 KN 行程：700 行程：170第三节 滚筒式采煤机的选择一、 采煤机性能参数的计算与决定1、 滚筒直径的选择：滚筒直径大些对装煤有力 ，但不宜过大，并应满足采高的要求。
双滚筒采煤机滚筒直径应大于采高的一半 一般按下式计算 取系数=0.55 则D=0.55*3.6=1.98米2、 截深的选择： 滚筒截深是采煤机截入煤壁的深度，是影响采煤机装机功率及生产率的主要因素为管理顶板方便，截深应等于液压支架的推移步距 对于中厚煤层可取0.6—0.8米，国内采煤机一般0.6米3、 滚筒转速及截割速度式中：—截齿最大切屑厚度 V—牵引速度 —滚筒上的截齿数，一般取=2 —滚筒转速，一般取=40转/分 =3.14*1.98*40/60=4.14米/秒4、 采煤机最小设计生产率 式中：W—采煤工作面的日平均产量，吨/日 W=800000/300≈2666.7吨/日 0.2—小时开动率则： =26666.7/24*0.2≈555.56吨/时5、 采煤机截割时的牵引速度及生产率（1） 根据采煤机最小设计生产率决定牵引速度V1 V1=式中：—采煤机最小设计生产率，555.56吨/时 H—采煤机平均采高2.5米 B—采煤机的截深0.6米 —煤的容重，取1.35吨/米3则： V1==555.56/60*2.5*0.6*1.35=4.57米/秒(2)按截齿最大切屑厚度决定的牵引速度V2 V2=式中：—截齿在齿座上伸出长度的70%，大约44~55毫米，取=50毫米 =2 =40转/分 则： V2=2*40*50/1000=4米/秒（3）按液压支架推移速度决定牵引V3截割时的牵引速度V,其最大值应等于或大于V1并于V3相协调,取V= V1=4.57米/秒则采煤机的生产率Q为 Q=60BHV =60*0.6*2.5*4.57*1.35=555.26吨/时6、 采煤机所需电功率采用比能耗值，根据《设计指导》表2—5查得 ， 根据已知条件A=365牛/毫米 。
由 式中：—被截割煤层的截割阻抗，按表2—6确定 则：=360*0.42/365=0.41双滚筒采煤机,前滚筒与后滚筒截割条件不同,前滚筒截割时,煤层只有面向采空区一个自由面,后滚筒截割时,前滚筒已截出第二个自由面,若以表示前滚筒截割比能耗,后滚筒的截割比能耗为： *K3式中：K3—后滚筒工作条件系数，可由表2—8选取：得K3=0.8 则： *K3=0.41*0.8=0.328滚筒直径按最大采高60%选取,双滚筒采煤机所需电机功率为 1式中：K 1—功率利用系数取1 K2——功率水平系数取0.95所以：1 =555.26*（0.6*0.41+0.4*0.328）/1*0.95=220.47(KW)7、 牵引力采煤机的牵引力主要取决于煤质、采高、煤层倾角、机器质量、导向装置结构及摩擦力等，按表2—9选取采煤机电机功率按300kw计算，则采煤机牵引力N=250—300千牛二、 初选采煤机及其配套设备根据采高、截深、生产率、电机功率、牵引力及牵引速度等初选采煤机（课本P126国产采煤机的技术特征）采煤机的主要参数列于下表：采煤机型号MXA—300/3.5生产能力708吨/时采高2—3.5米倾角0—40度硬度=2—4滚筒直径1.8米截深0.625米筒速3.5 3.12米/秒主油泵ZB2—125油马达ZM2—125电动机DMB—300S灭尘方式内外喷雾质量400.3吨生产厂西安煤机厂三、 初选采煤机主要技术参数的校核1、 最大采高的校核 式中：A—采煤机高度（机身上平面至底板之距离），米。
查表2—10 A=1.605米 H—采煤机截割部减速箱高度，一般等于电机高度查表2—10 H=0.6米 L—摇臂长度（摇臂摆动中心距离）查表2—10 L=1.6米 D—滚筒直径1.8米 —摇臂向上摆动最大角度则： =1.605-0.6/2+1.6*+1.8/2=3.6245米＞3.3米根据以上计算不符合最大采高要求,所以必须得改变摆角最大为2、 卧底量的校核最大卧底量 =1.605-0.6/2-0.3007-1.8/2 =0.104米按所选采煤机配套图卧底量为0.194米,则最大向下摆角应调整为3、 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，不出现堆积现象，根据此原则，可把运输机的运输能力看成是采煤机的最大生产率，此时采煤机截割时的最大牵引速度为 =式中：—运输机的运输能力，吨/时 —平均采高，2.5米 —采煤机截深,0.6米 —煤的容重,1.35吨/米3==555.26/60*2.5*0.6*1.35=4.57米/秒4、 牵引阻力的估算采煤机移动时必须克服的牵引阻力T为 吨力式中：—摩擦系数取决于采煤机导向机构表面状况和湿度及采煤机运动速度等，取0.18 —经验系数,取0.6—0.8 —估算系数，取0—0.2 —侧面导向反力对牵引阻力影响系数,取0.15则： 吨力 =0.1*10.5+1.8*0.18(0.829-0.1+2*0.15)+10.5*0.5592 =5.87(吨力)第四节 综合采煤机械化成套设备综合技术特征表：项目设备名称类别ZC8-ZY35型成套设备为：规格型号设备容量KW单位数量单重(公斤)工作面支架ZY35架7410500采煤机MXA-300/3.5300台140300刮板输送机SGZ-764/264w2*160台1166000单体支柱DZ根20140顺槽转载机SZZ-764/132132台141000带式输送机DSP1080/1000160台193500破碎机LSP-1000台 112000乳化液泵XRB2B-80/20055台1947乳化液泵箱XRXTA台1500端头端头液压支架D1ZY35z 225000单体液压支柱DZ根40电气设备移动变电站KSGZY-630/0.692台12750移动变电站KSGZY-630/1.2台13840410移动变电站KSGZY-630/1.2台1高压电缆连接器AGKB30-200/6000台850馈电开关DWKB30-400/1140台2185馈电开关DWKB30-400/660台1185磁力起动器QCKB30-30/1140台1110磁力起动器QCKB30-60/1140台0125磁力起动器QCKB30-200/1140台3电气设备煤电钻变压器综合装置BZ80-2.5KSGZ-4/0.66台台119108矿用照明灯具矿用照明灯具KBY-62.2×6WKBY-15.15W套505084.9电 气设备通讯信号控制系统ZK-1(CK-1,CK-2)套508矿用接线盒EDKB30-100/3个6208EDKB30-25/6个10电缆UGSP-60003×35+1×10米180UCPQ-11403×35+1×10+3×6米220UPQ-11403×35+1×10米10UPQ-11403×50+1×16(毫米2)UPQ-11403×35+1×16（毫米2）UPQ×1140米 米 米1200 310 403×25+1×16（毫米2）UPQ-11403×10+1×10（毫米2）YC-503×4+1×4（毫米2）YC-503×10+1×6（毫米2） 米 米 米 50 250 1000 第二章 矿山运输机械选型设计第一节 回采工作面运输机械的选型设计在回采工作面，使用刮板输送机。
在综采工作面，选择刮板输送机时，应注意其与采煤机和液压支架的配套要求其要求是：1、 刮板输送机的输送能力必须与采煤机的运输能力相匹配即应使刮板输送机的运输能力等于或大于采煤机的运输能力2、刮板输送机的结构形式与附件必须能密切与采煤机结构相配套刮板输送机与液压支架的配套要求是：1、 刮板输送机的型号及溜槽结构要与液压支架的架型相匹配2、 刮板输送机的溜槽长度要与液压支架的宽度相匹配3、 刮板输送机溜槽与液压支架的推移千斤顶连接装置的间距和配套结构相匹配一、已知： 1、回采工作面生产能力 2、刮板输送机的铺设长度L=125米 3、刮板输送机的铺设倾角β =8° 4、物料的散碎密度二、回采工作面的生产能力 式中： —采掘高度为3.3米 —滚筒截深为0.6米 —原煤密度为1.35吨/米3 —采煤机牵引速度4.57米/秒所以： =60*3.3*0.6*4.57*1.35=732.9吨/小时刮板输送机的初选型号是:SGZ764/264 输送能力：900吨/时； 链速：0.95米/秒 ； 电动机功率：2*132； 链条形式：中双链 ； 刮板链质量：57公斤 。
中部槽（长*宽*高）：1500*764*222 一、 刮板输送机验算1、 验算运输能力刮板输送机的运输能力为： 式中——运行物料的断面积， —物料的1350 —装满系数，按表1—1选择，由于是向上运输所以取0.8 —刮板链速度,取=0.95 运行物料的面积按图1—1计算，即阴影部分溜槽尺寸由表1—2查得：B=764 H=222 A=80 C=190 D=710 =0. 0848 =1/2*(0.764+0.19-0.08)*(0.71-0.222)-1/2*(0.08+0.19)2* =0.1922 =0.0848+0.1922=0.2770则有刮板输送机的运输能力 =3.6*0.277*1350*0.8*(0.95-4.57/60) =941.27吨/小时〉732.9吨/小时故所选刮板输送机运输能力符合要求2、 运行阻力计算(1) 重段直线段的总阻力 式中：—中部槽单位长度货载质量 =732.9/（3.6*4.57）=44.54 —刮板链单位长度质量，由SGZ764/264型刮板输送机技术参数查得 ： =57 ； l 输送机的铺设长度 m =125β 输送机的铺设的倾角 β=8°Sin8°=0.139cos8°=0.99 、 ——载货、双链刮板链在溜槽中的运行阻力系数<<矿山机械>>表2-5-5查得=0.7 =0.4 故： =(44.54*0.7+57*0.4）*125*10.cos8°-(44.54+57)*125*10* Sin8°=-8263.9n(2) 空段直线段的总阻力： =57*125*10*(0.4*.cos8°+ Sin8°） =57*125*10*1.0456= 74499N (3)总运行阻力： =1.2(-8263.9+74499)=79482.1N3、刮板链张力的计算： （1）判断最小张力点的位置，对双机头驱动，最小张力点的位置用下面方法判断：若＜0，则3点为最小张力点,如图 （2） 用逐点推算法求各点张力从最小张力点开始计算，以上图为例，已判定刮板输送机的最小张力点在1点。
取最小张力为 ： S3=5000 =124499 =1.06*124499=131968.94 =131968.94+8263.8915= 140232.8N4、 牵引力及电机功率的计算机采工作面刮板输送机的等效功率： *k =1.2*79482.1*0.95/1000*0.85=106kW式中：K—电动机的备用系数 取K=1.2 V—刮板链运行速度 取V=0.95 —传动装置的总效率 取0.85 —刮板输送机牵引力n=1.1*2*0*l cos8°v/1000 =1.1*2*57*0.7*125*0.99*0.95*/1000*0.85 =12.1（KW）0-刮板链单位长度质量 57 ——载货、双链刮板链在溜槽中的运行阻力系数 0.7cos8°=0.99则：==40KW实际配用电机功率为：N=1.15*40=46KW5、刮板链的预紧力和紧链力计算（1）预紧力(出张力) T0=1/4（S1+S2+S3+S4）=1/4=397355.2N式中：S2、S3—分别为刮板链在主动链轮相遇点和分离点的张力 S4、S1—分别为刮板链在从动链轮相遇点和分离点的张力N（3） 紧链力 =397355.2+125*57*10*0.4*0.99=425570.2N5、 刮板链的强度双链刮板输送机刮板链的安全系数为： =2*0.9*850000/1.2*70510.5=18.08﹥3.5式中:经以上计算得知，所选刮板输送机在给定条件下能适用。
第二节 采区顺槽运输机械的选择设计 对综采工作面的顺槽运输，一般采用转载机、可伸缩带式输送机和绳架吊挂式带式输送机一、转载机的选择：选择转载机时，要注意与工作面刮板输送机配套要求，即：（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输送机的连接处要配套3）顺槽转载机的零部件与工作面刮板输送机的零部件应尽可能通用由以上要求可选：SZZ—764/132式转载机 其技术数据如下：刮板链型式： 单链 铺设长度；35 米 搭接长度： 14米 水平长度： 12. 7米 链速： 1.3米/秒 输送能力：1100吨/小时电动机型号：KBY550—132 电机功率；132KW电机转速： 1470转/分 减速器速比；23.47液力偶合器型号：YL500X 圆环链规格：26*92毫米圆环链破断拉力：850千牛 刮板间距： 920毫米溜槽尺寸：764*222*1500 质量： 33吨二、顺槽胶带机的选型计算已知：原煤最大块度为=300毫米 、顺槽长度L=800—1400米，取L=1000米、输送带的铺设倾角、顺槽运输生产率Q=692吨/小时、物料的散碎系数、物料堆积角根据以上参数选取可伸缩带式输送机为：DSP1080/1000，其技术规格如下：输送能力：800吨/小时 输送机长度：1000米倾角： 00 储带长度：100米主电机：YSB—160 电压：660/1140V转速：1475转/分 输送带：耐燃整芯塑料带为1000*8 径向扯断强度=1000千牛/米， 输送带运行速度：2.5米/秒减速比：19.867 滚筒直径：630毫米滚筒数：2 总围包角：4550托辊直径：108毫米 张紧方式：电绞车张紧装置牵引力：8.82千牛 与转载机搭接轨距：1362毫米有效搭接长度：12米 配套转载机：SZZ764/1321、验算带式输送机的运输能力和带宽（1）由验算运输能力式中：B—输送带宽度1000毫米（已知） K—物料断面系数，由《设计指导》表2—7查得为458 V—输送带运行速度2.5米/秒(已知) C—倾角系数，由《设计指导》表2—8查得C=1则：=458*12*2.5*1*1=1145＞(2)带宽 B≥ 所选胶带宽度B=1000=1(米),故带度满足要求2、计算输送带运输阻力的计算（1）重段直线段的运行阻力：式中:—重段运行阻力N—单位长度输送带上货物量 =Qc/3.6v=692/3.6*2.5=76—输送带单位长度重量 =15—单位长度上分布的托辊旋转部件=17/1.5=11.3 —输送带沿重段运行的阻力系数 =0.03 —输送机铺设长度 取 l=100米—输送机铺设倾角 则：=（76+11.3+15）*100*0.03*10*=30690N（2）空段运行阻力的计算： 式中：—空段单位长度上分布的托辊旋转部件的质量= 式中 、由《设计指导》表2—9查得 —空段阻力系数，由课本P332表2—6—12选取=0.025则: =(15+5)*1000*10*0.025*=5000N（3）输送带各种附加阻力：=3369N3、输送带张力的计算（1）绘制计算示意图，按运行方向从主动滚筒分离点开始编号。
如图（2）用逐点计算法列出各点张力间的关系： (3)按摩擦传动条件列出相遇点和分离点的张力关系 式中：—摩擦力备用系数，取=1.2 —输送带与滚筒间的摩擦系数，取=0.2 —围包角，由已知条件=(4)解方程得： =12654（N） =12654+5000=17654（N） =18536（N） =18536+30690=49226（N）(5)验算重空段张力是否满足要求重段最小张力 ：=6096（N）重段最小张力点在3点，由=18536（N）≥6096得，最小张力满足要求空段最小张力：空段最小张力点在1点，由=12654（N）≥846N得 ，最小张力满足要求4、验算输送带强度（1）对煤矿用阻燃带有：式中：—阻燃带的纵向拉断强度，1000已知 B—阻燃带宽度，B=1000 —输送带运行时所受最大静张力，==49226则：=1000*1000/9226=20.3＞18因,可选机械连接。
5、牵引力及功率计算 带式输送机等速运行时，驱动滚筒上所需的牵引力为： =49226-12654+0.04*（49226+12654）=39047.2(N)电机功率为：式中：K—功率备用系数，取K=1.2 V—输送带运行速度，V=3.15已知 —传动系统效率，=0.85则： =1.2*39047.2*2.5/1000*0.85=137.8KW取电机功率160KW6、拉紧力的计算拉紧装置的拉紧力为： =17654+18536=36190（N）7、制动力矩的计算（1）计算制动时货载下滑功率：（2）输送带阻力所消耗功率： =39047.2*2.5/1000=97.7KW（3）实际所需制动功率：（4）计算所需制动力矩：式中：K—制动安全系数，取K=1.3 —驱动滚筒的角速度，=2*V/D=2*2.5/0.63=7.94 =1.3*1000*97.7/7.94=15996（5）电动机轴上的制动力矩 式中：—传动效率，取=0.9 —减速器传动比，=19.867则： =15996*0.9/19.867=724（6）带式输送机选型设计计算程序框图第三节 采区下山运输及辅助运输1、采区下山胶带机选型计算：已知：β=8° L=800m 运输能力Q=692T/h根据上述条件查《指导书》选SD-600X绳架吊挂式胶带输送机。
其技术规范为：运输能力：800 T/h ,带宽：1000 配用功率300*2 带速：2.5m/s ,电压 660v .用于有煤尘和瓦斯爆炸危险的煤矿井下采区集中运输巷道作向上（下）运输 1)、验算带式输送机的运输能力和带宽 Q=KB V ｒC K－物料断面系数 按表 2—7选 K=458 B—胶带宽度 1000mm V—输送带运行速度 2.5m/s R—物料散碎密度 1.350F/m C—倾角系数 0.9 Q＝458×1×2.5×1.350×0.9≈1391＞Qc2)、带宽： 选用B＝1000mm qd＝15kg/m2、计算输送带的运行阻力1)、重段直线的运行阻力 式中：q－单位长度输送带上物料量 —胶带每米重量，取 则： =-201614＝(15+5)×800×10×0.025cos18°+15×800×10×sin18°＝40886N3、输送带张力 因W0＜0则按悬垂度条件确定各点张力. ′ =5(76+15)×1.5×10×cos18°=4690N ＝5×15×3×10×cos18°＝2139N皮带运行如图 取=4690N=45576N 取按摩擦条件校核摩擦力备用系数 206304＝45576(1+)＝1.8﹥1.2安全4、输送带强度 ＝3.3 安全5、功率滚筒牵引力 反馈功率 空载功率 =20.72KW计入功率备用系数1.2则电动机的功率为358*1.2=429kw6、拉紧力 7、制动力矩：计算制动力矩是供选择制动器提供依据。
制动力矩包括静力矩和动力矩即式中：—输送机各运动部件变位到驱动滚筒周边上的总变位质量 α—制动减速度 D—驱动滚筒直径设选用的带式输送机有三个类型的8个滚筒，各类型滚筒变位到圆周上的变为质量分别为：ｍ1=270ｋｇ，ｍ2=190ｋｇ，ｍ3=180ｋｇ，减速器折算到高速轴上的［GD］=49.4N.ｍ制动联轴器的［GD］=563Nｍ，电动机转子的［GD］=100N.ｍ，减速器的减速比ｉ=31，驱动轮轴直径D=630ｍｍ 则 换算到减速器高速轴上的力矩 二、辅助运输的选择使用综采的采区，在运输顺槽带式输送机旁辅助轨道，用2.5吨防爆型蓄电池电机车运输材料和设备回风巷道一般铺设轨道，用人力推送矿车、材料车和平板车用1台 JDM-10 牵引力10000公斤 绳径φ28ｍｍ 绳速22米/分 功率22ｋｗ采区上下山输助运输可用有极绳运输选用：JDM-10型绞车 、 牵引力10000Kｇ、 绳径φ28ｍｍ、 绳速22米/分 、 电机功率22KW第四节 大巷电机车运输选型计算一、原始材料1、已知：采区年产量80万吨≤120万吨，则按东西两翼进行选型计算，东西两翼采区距井底车场的距离L=1200～2000ｍ 取L=1500ｍ2、加权平均运输距离 LＱ=1500ｍ3、线路平均坡度 ｉｐ=3‰二、选择电机车的粘着质量按《指导书》表4—1选该机车的粘着质量是ＺK-6/250 粘着质量为10T 配套矿车3T三、列车组成计算 1、按粘着条件计算 式中：ｐ—机车质量10T G—矿车质量1.315T G0—矿车载量3T —列车中的矿车数 φ—粘着系数取φ=0.24 Wｚｈ—重列车起的阻力系数 查表4 —2得 Ｗｚｈ=0.007 ｉｐ=轨道的平均坡度 取0.003 ａ—列车起动的加速度 取0.05ｍ/ｓ 则： = =33.5 取ｎ=342、按牵引力电动机温升计算 式中：Fｃｈ——牵引电机的长时牵引力 3.24KN ａ——调车系数 按运距取 ａ=1.25 τ—相对运行时间 由τ=Ｔ/Ｔ+θ Ｔ—列车往返一次的运行时间 取=80L/Ｖｃｈ 式中 L=1500ｍ Ｖｃｈ=16.9Kｍ/ｈ Q——调车及休止时间 取20ｍｉｎ Ｗｚｈ=0.007 ｉａｚ——等阻坡度 取ｉａｚ=0.002 则有：T==14.2ｍｉｎ τ=故: = =16.33、按制动条件计算 式中：φ—制动状态的粘着系数 φ=0.17 ｉｐ—轨道平均坡度 ｉｐ=0.003 ｂ—制动减速度 ｂ=ＶＳ—制动开始时的运行速度 ＶＳ=4.7ｍ/Ｓ——实际制动距离ｍ ——规定制动距离 取40ｍ即： =40-4.7 *2 =30.6ｂ==则： = =8.74、列车组成的验算：1、验算实际电动机温升 按在平均坡度 ｉｐ 上及最大运输距离Lｍａｘ来验算(1)计算列车运行时的牵引力重列车下坡运行时的牵引力Fｚｈ=1OOO［ｐ+ｈ(G+G0)］(Ｗzh-ｉｐ)ｇ=1000［1O+34*4.315］（0.007-0.003）×10=6268.4Ｎ空车上坡运行时的牵引力 =1OOO(1O+34*1.315)(0.OO9+O.OO3)*1O=6565.2(2)、每台电动机牵引力Fｚｈ＇=Fｚｈ/2=6268.4/2=3134.2N Fｋ＇=Fｋ/2=6565.2=3282.6N(3)、确定电机车的实际运行速度由图4-3 ZQ-21型牵引电动力特性曲线查得=52A Zk=55A Vzh=13.8 Vk=13.5(4)、计算重空车在最大运输距离上的运行时间Tzh=80*1.5/13.8=8.6min tk=80*1.5/13.5=8.8min(5)、计算等效电流 ==41.3>Ich电机的温升将超过允许值，需减少矿车数 现选取ｎ=15辆则：Fzh=1000［p+n(G+G0)］(0.007-0.003)*10 =1000［10+15*4.315］*0.004*10=2989NFk=1000(p+nG0)(Wk+ip)=1000(10+15*1.315)(0.009=0.003)*10=3567NFzh′=Fzh/2=2989/2=1494.5 Fk′=F/2=3567/2=1783.5N查特性曲线得： Izh=20A Ik=28A Vzh=22km/h Vk=18km/h则 Vzp=0.75 Vzh=16.5km/h=4.58m/s Vkp=0.75 Vk=13.5km/h=3.76m/s在最大运输距离上的运行时间 Tzh=1000L/60Vzp=1000*1.5/60*4.58=5.5min Tk=1000L/60Vkp=1000*1.5/60*3.76=6.6min电机车一循环的运行延续时间 T=tzh+tk=12.1min等效电流 Idx=1.15√20²*5.5+28²*6.6/72.1+20=1.15√229.7=17.4 Idx＜Ich温升条件允许 ﹤2﹥、验算制动距离按重力车运行速度Vzh和最大制动的减速度验算制动距离 式中: ¢=0.17 ip=0.003 Wzh=0.007 ==0.24实际制动距离为 Lshi=Vzh²/2b=77m通过以上计算，减少列车中的矿车数。
虽然温升条件可以满足，但制动距离仍超过规定值在这种情况下，重车下坡时必须降低速度运行，具体办法是：司机应将控制器主轴手柄摆辆电动机串联且不带电阻的位置上运行（即位置5）如速度大小，则应在位置5和位置8两位置交替运行四、电机车台数的确定按下述步骤计算1、一台机车在一个班内能往返运行的次数Z1 式中：—电机车每班工作小时数 =7h T—机车往返一次的运输时间 =12.1min则有: ==13.1次2、每班需要运煤矸的列车数 —运输不均匀系数 取=1.25—矸石系数=1+每班外运矸石量/Aｂ=1—每班运煤量 100*2/300*3=2222T—在组中的矿车数 15 G—矿车载量==61.7 3、电机车台数的确定： 每班所需运行的总次数Z0=62 工作电机车台数N0= =4.7 取5台 备用电机车台数取1台矿井电机车总台数 台四、运输系统简图第三章 提升设备选型设计条件：某矿矿井年产量为An=60万吨 矿井深度Hs=330m 装载高度Hz=18m 卸载高度Hx=18m 试选择该矿井双箕斗提升设备（散煤容重v=0.9T/m3 ,单水平开采）进行单绳缠绕式箕斗提升设备的选型计算。
第一节 立井单绳缠绕式主提升设备的设计一 、提升容器的选择：按提升要求选择箕斗提升1、 经济的提升速度 Vj=(0.3～0.5 )米/秒式中：H=Hs+Hx+Hz=330+18+18=366mVj=0.4=7.65m/s2、经济提升时间Tj=θ式中：a—提升加速度 取a=0.8m/s2 V—容器爬行阶段附加时间，可取10s θ—休止时间 取θ=10则：Tj=s3、一次经济提升量Qj= 式中 Ah—矿井年产量，60万吨 af—提升富裕系数 af=1.2 C—提升不均匀系数 取C=1.15 t—日工作小时数 取 t=14小时b—年工作日 b=300天 则：Qj===1.15*1.2*80*77.4*10000/3600*300*14=4.2根据计算的经济提升量Qj选用JLY—4型箕斗箕斗质量4400kg、 最大提升高度650m、适应井筒直径4500mm、适应提升机型号ZJK—3、有效容积4.4m3、提升钢丝绳最大直径37mm、箕斗全高8560mm、两箕斗中心距1830mm、两箕斗间的间隙△=430、最大终端负荷 9.5T。
（1） 估算最大提升循环时间≤分（2）估算提升速度的最小值 ≥二、提升钢丝绳的选择竖井单绳缠绕式提升一般用6*19的钢丝绳钢丝绳终端载荷重力Qo=Q+Qt=4+4.4=8.4T钢丝绳悬垂长度 Ho=Hs+Hz+=330+18+30=378m钢丝绳的安全长度 Lo=1.1/ma=1.1*17000/6.5=2876.9计算钢丝绳每米重力=Qo/(Lo-Ho)=8.4*104/(2876.9-378)=3.4kg/m=34N/m选钢丝绳为：6*19－37－170－I－光－右同 GB1102－74 该绳每米重力P=48.71N/m 钢丝直径为 2.4 钢丝破断拉力总和为876000N 选定钢丝绳的安全系数 ma＞6.5则该绳可用三、提升机及提升电动机的选择1、滚筒直径=80d =1200δ 式中：d —钢丝绳直径 δ—钢丝直径=80*37=2960=1200*2.4=2880最大静张力Fj=Q+Qz+PH+qHb 最大静张力差Fc=Q+PH－Qh（只用于轻尾绳和无尾绳系统） ｑ－尾绳每米重力，无尾绳时ｑ＝0Fj=4*104+4.4*104+48.7*366=101824.2NFc=4*104+48.7*366=57824.2N根据上列四值，选提升机直径为D=3m、滚筒宽度B=1.5m滚筒上的缠绕宽度=6+ε－钢丝绳圈间距离 取ε＝3mm= 则缠绳两层提升机直径确定后，可按下式列表Vm=nVmi98074059049037011.513.3710.58.056.685.05207.6935.854.633.84.2.904305.1284.873.082.561.93610.514.6511.068.827.325.53从表中查出8.82稍大于=8.7m/s 选定为提升速度Vm=8.82m/s 对应的减速比i=10.5 ；电机转速nD=590转/分； 提升机型号 ：ZJK－3/10.5；滚筒个数2；直径3m ；宽度1.5m ；两卷筒中心距1640mm；钢丝绳最大静张力130KN ； 最大静张力差80KN ； 最大钢丝绳直径φ=37 mm；提升高度两层650m ；卷筒中心高650mm ；总变位质量18000kg ；总质量53t。
2、估算电动机功率=式中：k—矿井阻力系数 取k=1.15 —动力系数 取=1.4 ηj—减速器效率ηj=0.85则：= 按值及与 Vm对应的电机转数nD=590转/分，预造电动机型号YR—740 功率Pe=740 效率ηj=0.9 飞轮转矩(GD2)d=1430 ne=580转/分 3、选定天轮 天轮直径=80d=80*37=2960 =1200*2.4=2880 取天轮为 TSG 变位重量Gt=700kg 钢丝绳最大直径为φ37mm 总重 2270kg 四、提升机与井口的相对位置1、井架高度Hj=Hx+Hr+Hg+0.75Pt+1式中：Hx—卸载高度 Hx=18（已知） Hr—容器全高8.56m（箕斗查得） Hg—过卷高度 取Hg=8.25 则Hj=18+8.56+8.25+0.75*1.75+1=37.125≈38m2、提升机滚筒中心到井筒中提升中心线的水平距离Ls≥0.6Hj+D+3.5=0.6*38+3+3.5=29.3m ， 选定Ls=30m3、计算弦长Lx=C—卷筒中心线与井口的高差 取C=2m 则：Lx=一、 钢丝绳的内、外偏角内偏角： 外偏角：5、钢丝绳的下出绳角五、运动学 动力学1、提升系统的变位质量：提升设备所有运动部分换算到卷筒圆周上的总质量Mi由两部分组成，即：各做往复运动部分的变位质量Mw和做旋转运动各部件的变位质量Msh即：Mi=Mw+Msh对于定半径圆柱形卷筒提升机，做往复运动的质量为：Mw=Md+2Mz+2PLp+qLpLp—主绳全长Lp=Ho+Lx+3D+30+D=378+45.7+3*3.14*3+30+3*3.14*3=510.22m 电动机变位重力 Gd=(GD2)d()2=143*()2=17517kg总变位质量 Gj=Q+2Q2+2PLp+LWq+Gj+Gd+2Gt=4*103+2*4.4*103+2*48.7*510.22/10+LW*0+18000+1*17517+2*700=54686kg2、加速度（1）、按减速器的最大扭矩计算：a11=动扭矩：Mmax减速器所许可的最大扭矩由ZTK—3/10.5规格表中查得为12000kg.m 则：a11==0.4 (2)、按电动机的额定力 Fe计算 Fe= —电动机的过载能力 取=2 选定a=0.8m/s 3、减速度 （1）一般情况下按自由滑行方式减速 （2）制动减速 （3）电动方式减速 通过以上计算取。
4、速度图计算速度图参数单位计算公式备注箕斗在曲轨内运行距离mh0=2.35选定空箕斗离开曲轨的速度m/sv0=1.5选定初加速度m/s2a0=v02/2h0=0.48Lo段运行时间st0=v0/a0=3.125主加速度m/s2a1=0.8选定t1段运行时间st1=(vm-v0)a1=（8.82-1.5）/0.8=9.15主加速段行程mh1=(vm+v0)t12=(8.82+1.5)*9.15/2=47.2爬行距离mh4=3自动控制爬行速度m/sV4=0.5选定爬行时间st4=h4/v4=3/0.5=6减速度m/s2a3=0.3选定减速运行时间st3=(vm-v4)/a3=(8.82-0.5)/0.3=27.7减速阶段行程mh3=(vm+v4)t3/2=(8.82+0.5)*2.5/2=129最大提升速度m/svm=8.82选定等速阶段行程mh2=H-h0-h1-h3-h4=366-2.35-47.2-129-3=184.4等速运行时间st2=h2/vm=184.4/8.82=20.9一次提升循环时间sTx=t0+t1+t2+t3+t4+=3.125+9.15+20.09+27.7+6+10=76每小时提升次数次h=3600/Tx=3600/76=475、实际提升能力及富裕系数实际年提升量实际富裕系数 因在设计中是进行单水平考虑的，实际富裕系数af满足在1.2左右的要求。
６、力图计算托动力计算公式提升开始 =90073N箕斗出卸载曲轨主加速开始+54686*0.8=107344N 主加速终了 。