矿井支护与采煤机选型

1、.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HmaxHmin老顶直接顶3.6根据所支架情况而定5-10I1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

2、5;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直接顶类别12312312344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）1301.3×301.6×302×30结合深孔爆破，软化顶板的措施处理采空区235（25）1.3

3、15;35（25）1.6×352×35345（35）1.3×45（35）1.6×452×45455（45）1.3×55（45）1.6×552×55单体支柱支护强度（吨/米2）采高（米）1151.3×151.6×15按采空区处理方法确定2251.3×251.6×253351.3×351.6×35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

4、+ a=3.6+0.3=3.9米 Hmin=hminS2bc hmin 0.150.10.1=2.20.150.10.1=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

5、5;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8H-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

6、-4.2394048000.813.527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=(0.520.6) 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.

7、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3050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=200

8、0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32）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

9、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4455毫米，切向截齿大约为4152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

10、该在这个范围内V1VV2，即V在2.384.05米/分之间，并且VV3=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HX= =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。HB-基准煤的比能耗，取0.44对于上滚筒采煤机前

11、部滚筒的比能耗值为HX =0.781，则后滚筒的比能耗值为：HX =K3 HX =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0.8K2-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

12、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

13、>A+h1+ h2A-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708t/h2采高2-4m3装机功率2*300kW4供电电压1140v5滚筒直径2600mm6截深600mm7牵引力40.8吨8牵引速度0-4.17-8.35m/min9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11241×2244×1605mm12主机重量157t13最大不可拆卸尺寸2490×2130×730mm14摇臂长度1600mm15

14、摇臂摆角62°，-17°°16 电机尺寸1200*960*650mm17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-Sinmax=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

15、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/m370015010°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 顺槽=0°3采区上(下)山胶带机的选型设计L上(下)山=700m 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

16、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2-26*92mm850KN1104mm中心双链700t/h56.4m/min150m2*200kw1140v1500*730*317mm3. 运行阻力核算 (1)重段直线段的总阻力Wzh=(q+q11)Lgcos +(q+q1) Lgsin=（207×0.6+36.26×0.4）×

17、;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/mq1-刮板链单位长度质量，这里取36.26kg/m-物料在溜槽中移行的阻力系数，这里取0.61-刮板链在溜槽中移行的阻力系数，这里取0.4L-刮板输送机铺设长度，这里取150米。-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 (1cossin)=36.26×150×

18、;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=26316Nb.空段弯曲段的附加阻力Wkw=0.1 Wk=0.1*26943=2694 N3.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=1471180，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°=28.65mL-中部槽的长度，取1.5米。a

19、0;-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´=5ms1=0 s2=s1+q1Lg(1cossin)=0+36.26×5×9.81（0.4×cos10ºsin10º）=392 Ns3=14849Ns4=s3+ (LLwL´)=14849+ (1508.275) =253087NS5=S40.6(WZH+WK)=2530870.6（261360+26943）=8010

20、5NS6=S5+ (LLwL´) =80105+ (150-8.27-5) =104664NS7=18709NS8=S7+L´=118709+5=119607N4.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=135KWNmin-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=106kwb.下部驱动电机的功率Nd=136.4kw Nmax=219KWNmin=31.46

21、kwN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=113199N2）紧链力T=T0+Lq1g1+ =113199+150×36.26×0.4+=123898 NE-刮板链的弹性模量，取2*107N/cm2A-刮板链的段面积， 2.39 cm2Lje-多拉伸段的长度，取Lje=0.6*0.092=0.055m6.验算刮板输送机的强度双链刮板

22、输送机刮板链的安全系数为：=4.673.5sd-链的破段力，取850KN。-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/h34m8m0.93m/s110kw1140/660v1475r/min1500*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113T36.737:1648mm15m19L562mm

23、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/h1000m0°YSB-1602*160660/11401000*8580KN/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/s19.8671470r/min2630mm455°1088.82KN1.验算带式输送机的输送能力及带宽0°倾角时，输送量800T/h700T/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=1000mm2amax+2

24、00=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´cos=(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/mqd-输送带的单位质量,取14.7 kg/mq´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/mG´g-重段每组托滚旋转部分的质量，取22kgL´g-重段托滚的间

25、距,取1.2mL-输送机铺设长度，取1000m´-输送带沿重段运行的阻力系数,取0.0253.空段直线段的运行阻力wk=(qd+qg)Lgcos=（14.7+5.67）×1000×9.81×0.025 cos0=4996N式中qg-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/mGg-空段每组托滚旋转部分的质量，取17kgLg-空段托滚的间距,取3m4.张力计算 （1） S4=S1(1+) ( 2 )式中：围包角 =455º 备用系数 n=1.2 胶带与滚筒间的摩擦系数 =0.35因而 1.05S1+1

26、.05*27169+4996=S1(1+) S1=2671N S4=36325N S3=1.05(S1+Sk)=1.05(2671+4996)=8050N S2= S1+Sk=2671+4996=7667N5.验算垂度重段最小张力Sminzh=8050N>5(q+qd)Lg.gcos=5(77.8+14.7)×1.2×9.81×cos0º=5443N 空段最小张力Smink=2671N>5qdLg.gcos=5×14.7×9.81× cos0º=865N满足要求。6.验算输送带强度>9sd-胶带的

27、抗拉强度，取sd =580kN/m=580N/mm7.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=0.85 输送带的运行速度 v=2.5m/s8.拉紧力计算H=Si+si-1=8050+7667=15717NSi-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=kB2v

28、c=458×1×2.5×0.9×1=956t/h700t/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/sc-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=1000mm2amax+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´cos+(q+qd)Lgsin=(77.8+14.7+18.3) ×700×9.81×0.025cos10°

29、;+(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/mqd-输送带的单位质量,取14.7 kg/mq´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/mG´g-重段每组托滚旋转部分的质量，取22kgL´g-重段托滚的间距,取1.2mL-输送机铺设长度，取700mw´-输送带沿重段运行的阻力系数,取0.025-输送机的铺设角度，取10°3.空段直线段

30、的运行阻力wk=(qd+qg)Lgcos-qdLgsin=（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/mGg-空段每组托滚旋转部分的质量，取17kgLg-空段托滚的间距,取3m4.张力计算s2=s1s3=1.04s2s4=1.04s3=1.042s1s5=s4+wk=1.042s1+wk s6=1.04s5=1.043s1+1.04

31、wk 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=40074Ns5=25990N s6=27030N s7=156035N s8=s9=162282N5.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 cos=5(77.8+14.7)×1.2×9.81×cos10°=5361Nsminzh=s6=2

32、7030>smin,满足要求。空段最小张力smink=s1=37051Nsmink=37051N>5qd L´gcos=5×14.7×3×9.81× cos10°=2130N，满足要求。6.验算输送带强度>9sd-胶带的抗拉强度，取sd =1800kN/m=1800N/mm7.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

33、+27030=53020NSi-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41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ZK79/5507T900mm6.921800-2200mm制动方式电机型号电压功率弯道半径机械电气ZQ24550V9.6KW7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MGC3.393.3m33T90060000N3.5*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=7×0.24/(0.01+0.03+0

34、.11×0.04)-1/(3+1.32)=20.74台式中：P-机车重量7TG-矿车载重3.3TG0 -矿车自重1.32T-粘着系数0.24zh-重列车起动的阻力系数0.03ip-轨道平均坡度0.003a-列车起动的加速度0.04m/s22、按牵引电动机温升计算n式中：Fch 电机车的长时牵引力 4330N：调车系数取1.25：相对运行时间 =式中：T=tzh+tk= =L：运输距离 L取1.2Kmvch：长时速度 vch=16Km/h调车系数=1.25 休止时间 取20minzh：重车运行阻力系数 zh =0.007idz 等阻坡度一般取0.002=n=24.89台3.按制动条件验

35、算台制动状态粘着系数=0.17 zh-重列车运行的阻力系数0.03ip -轨道平均坡度0.003 b-制动减速度，m/s2 b=0.32vs-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/sLsh：实际制动距离 Lsh=Lzhi-vst=404.44×2=31.12mLzhi：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、电机车台数的确定一台电机车在

36、一个班内能往返运行的次数Z1Zb=7.288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每班需运送煤矸的列车数Zb=K1运输不均匀系数取1.25K2：矸石系数 K2=1N：车组中的矿车数 n=10Ab：每班运煤量 Ab=666.7吨Zb=30次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=18m3.

37、 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： =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/s2. 估算经济提升时间： Tj=+u+ 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，

38、 u取10s：每次提升终了后的提升时间，可暂取10s 因而：Tj=+u+= +10+10=10.07+50.37+10+10=80.44s3. 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6t6.6m35000kg700m9450m1870m

39、m箕斗的实际装载量Q=6.6=6.6×0.92=6.07t :为散煤容重：取0.92t/M3则完成任务所需要的最大提升循环时间T1xT1x.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=5000KgHc: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+1

40、8=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B=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=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.-为纲丝绳中钢丝直径=2.6mmd-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

41、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+) 式中:钢丝绳圈间距离=3mm B´=(+3)(40+3)=1835mm BB´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）ndvmi98074059049037011.515.6111.89.47.85.9208.986.7

42、85.44.493.39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-3.5/202. 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 0.85p´= =×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D=92%,功率因数COS=0.82,最大力矩与额定力矩之比 =2.3，飞轮转距GD2=5760N.M23. 选定

43、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18mHr -容器全高，取9.45mHg -过卷高度，取5m因而井架高度Hj取35m2. 提升机滚筒中心到井筒中心线的水平距离Ls0.6Hj+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n=

44、arctg=arctg=arctg=1020´式中：s-两天轮中心距，取2.1m。a-两卷筒之间的距离二层缠绕时只考虑n<1030´，不考虑咬绳。二层缠绕时外偏角为=arctg=arctg=0.730<1030-由钢丝绳直径、卷筒直径、内偏角关系曲线查得=3.95mm。5. 下出绳角 =54.20150五、运动学和力学1. 提升系统变位质量提升绳全长 Lp=Ho+Hx+3D +30+n´D=423+18+3*3.14*3.5+30+3*3.14*3.5=537M式中Ho-钢丝绳悬垂高度，Ho=Hs+Hz+H´j=370+18+35=423m电

45、动机变位重力Gd=GD(i/D)2=5.76*(20/3.5)2=188.08KN电动机的变位质量md=Gd/g=188.08*1000/9.8=19192kg总变位质量mm=(Qg+2QZ+2PLp+Gj+2Gt)/g+md=6070+2*5000+2*57.1*537/9.8+24600+11330/9.8+19192=67276kg式中:Gj/g为提升机包括减速箱的变位质量，Gj/g=24600kg Gt为天轮的变位质量 11330kg 2. 加速度按减速器最大扭矩计算式中k-阻力系数，取1.15Mmax-减速器许可的最大扭矩，JK-3.5/20所用的ZHLR-170型减速器取30tm按

46、电动机过负荷能力计算a12(0.75Fe-kQg-PH)/m=(0.75*2.3*100295-1.15*6070*9.8-57.1*406)/67276=1.21m/s2式中Fe-电动机额定力=100295NZ-电机台数，取1-过负荷系数，取2.3K-矿井阻力系数，取1.15根据煤矿安全规程对立井箕斗提升的加速度a11.2m/s2,取a1=1.0m/s2。3.减速度一般情况下按自由滑行速度减速=0.67 m/s2取a3=0.7 m/s24.速度图计算ho=2.35m,V0=1.5m/s1）初加速度=0.479 m/s2t0=v0/ao=1.5/0.479=3.13s2）主加速阶段t1=(Vm

47、-Vo)/a1=(6.78-1.5)/1=5.28sh1=(Vm+Vo)t1/2=(6.78+1.5)*5.28/2=21.86m3）爬行阶段t4=h4/v4=3/0.5=6sh4取3m,V4取0.5m/s. 4）减速阶段t3=(Vm-V4)/a3=(6.78-0.5)/0.7=9sh3=(Vm+V4)t3/2=(6.78+0.5)*9/2=32.76m5）等速阶段h2=H-h0-h1-h3-h4=406-2.35-21.86-32.76-3=346mt2=h2/Vm=346/6.78=51s6）抱闸及停车阶段T5取1S，a5=V4/t4=0.5/1=0.5m/s27）一次提升循环时间Tx=t

48、0+t1+t2+t3+t4+=3.13+5.28+51+9+6+8=82.41s-停止时间，取8s。5.实际提升能力及富裕系数实际年提升量=96.8417万吨实际富裕系数 af=1.611.26.力图计算提升开始时拖动力F0=kQg+PH+ma0=1.15*6070*9.8+5.7*406+67276*0.479=123.8kN出轨时F´0=F0-2ph0=123817-2*57.1*2.35=123548.6N=123.5kN主加速开始F1= F´0+m(a1-a0)=123548+67276(1-0.479)=158599N=158.6KN主加速终了F´1=F

49、1-2ph1=158599-2*57.1*21.86=156102.6N=156.1KN等速开始F2= F´1+ma1=156102.6+67276*1=88827N=88.8KN等速终了F´2=F2-2ph2=88827-2*57.1*346=49314N=49.3KN减速开始F3= F´2-ma3=49314-67276*0.7=2221N=2.22KN减速终了F´3=F3-2ph3=2221-2*57.1*32.76=-1520N=-1.5KN爬行开始F4= F´4+ma3=-1520+67276*0.7=45573N=45.57KN爬行

50、终了F´4=F4-2ph4=45573-2*57.1*3=45230.4N=45.23KN校核F´4F´4=KQ-Ph=1.15*6070*9.8-57.1*406=45226N,符合要求。8.电动机功率校核=44.1*1010N2STd=(t0+t1+t3+t4)/2+t2+/3=(3.13+5.28+9+6)/2+51+8/3=65.37s等效功率=655.7Kw符合Pe=800kw>1.1Pd=1.1*655.7=721.3kw正常提升过负荷Fmax/Fe=158599/100295=1.58<0.75=0.75*2.3=1.725七、电耗及功率

51、=500199N.s一次提升电耗13.3度一次提升有益功Wy=QH/(3.6*102)=6.07*406/（3.6*102）=6.7度效率0= Wy/W=6.7/13.3=50.4%吨煤电耗Wt=w/Q=13.3/6.07=2.2度/吨第四章 矿井压气设备的选型计算 原始资料某矿空压机供气系统图所示：各段长度分别为（单位米）：AB=200 BC=205 BD=300 LM=CL=DE=150FI=130 KN=30 EH=KC=200 DF=FG=170工作面采用YT-30型凿岩机， G-7型风镐工作面台数为：工作面工具MKGHIJN总计凿岩机（YT-30）213421215风镐（G-7）41

52、2211213工作班时1.32.31.21.21.32.31.2选空压机型号及输气管网直径 一、选定空压机型号及台数1、所需总供气量YT-30型凿岩机耗气量为2.9m3/minG-7型风镐耗气量为1m3/min所需的总供气量为 Q=12Yni.qi.ki式中：ni第I种风动机具的总台数，如在同一工作面内，同时有凿岩机和风镐，因不可能同时工作，通常按耗气量大的凿岩机计算，ni=15。qi：每台风动机具的耗气量。ki：风动机具同时工作系数取0.821：输气管网漏气系数，按最远输气距离选取。1取1.1m2：考虑风动机具磨损后，耗气量增加的系数。2取1.15Y：海拔修正系数。Q=0.82×1.1×1.15×15×2.9=45.1m3/min2、估算空压机出口压力空压机的出口压力应能保证所有风动机具的压力比额定压力高出一个大气压（0.1Mpa） P=P进+L+0.1式中：Pe：为风动机具的额定压力Pe=0.49Mpa ：为