矿井支护与采煤机选型设计.doc

毕业设计说明书 第一章 支护设备与采煤机选型设计一、机械化采煤工作面类型的确定与论证 机械化采煤工作面，根据支护设备型式不同。可分为普通机械化采煤工作面(简称普采)及综合机械化采煤工作面(简称综采)。综采工作面主要设备为双滚筒采煤机、刮板输送机、液压支架，综采工作面机械化程度高、安全、生产率高，国内不少综采工诈面年产量超过100万吨但它的设备投资大，对煤层厚度、倾角、地质条件变化要求严格普采工作面主要设备为滚筒采煤机、刮板机输送机、金属摩擦支柱或单体液压支住及金属铰接顶梁。(采用单体液压支往、金属铰接顶粱的工作面亦称高档普采工作面)。普采工作面设备投资小，在煤层厚度、倾角、地质条件变化较大时，适应性好，但它的机械化程度、安全、生产率比综采低。当工作面的煤层厚度、倾角、地质条件，设计生产能力等已知时，究竟采用那种类型的机械化采煤工作面，应经过经济技术方面认真分析，论证后再去确定，一般讲当工作面内煤层厚度较厚，煤层倾角及煤层厚度变化不大，地质条件比较稳定，没有大的断层，夹矸等，工作面没计生产能力又比较高采用综采比较好，相反，当煤层厚度不大但厚度、倾角变化较大，工作面设计生产能力不很高时，采用高档普采能更好的适应煤层地质条件的变化，并能取得较好的经济效益我国目前规定普采年生产量为2030万吨。综采；当采高大于2米，年产量为5080万吨，采高11米时年产量为3050万吨。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/年）生产安排HmaxHmin老顶直接顶2.0根据所支架情况而定16012IV级4类12050一年工作300天，实行四班制，三班生产，一班检修，日工作时间18小时该工作面煤层厚度较厚，煤层倾角厚度变化不大，该煤层地质条件较稳定，没有大的断层、夹矸，该工作面生产能力较高，因此我们采用综合机械化采煤生产工艺。二、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IV、老顶级别4级，初步拟定采用支架支护强度为1.655（吨/米2）的支撑掩护式支架，采高为2.2米的采煤方式。1、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）1301.3301.630230结合深孔爆破，软化顶板的措施处理采空区235（25）1.335（25）1.635235345（35）1.345（35）1.645245455（45）1.355（45）1.655255单体支柱支护强度（吨/米2）采高（米）1151.3151.615按采空区处理方法确定2251.3251.6253351.3351.635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+a米 =2.0+0.2 =2.2（米）Hmin=hminSZbC米 =1.8-0.2-0.1-0.1 =1.4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；中厚煤层可取200毫米，厚煤层可取300毫米；薄煤层适当减小；S顶板最大下沉量（一般取支架后排立柱处顶板的下沉量，可借鉴邻近工作面的观测资料选取，若无这方面资辩，可按100200毫米选取，I级老顶取大值，级老顶取小值；b支架卸载前移时，立柱伸缩余量，煤层厚度大于1.2米时，取80100毫米。c支架顶粱上存留的浮煤和碎矸石厚度，一般取50100毫米。2支架支护强度的确定 支架支护强度q：支架单位支护面积上的支撑力。它是衡量液压支架性能的一个重要参数，可由下列方法确定；1)按经验公式估算Q =KHR吨米2=8*2.0*2.3=34.4吨米2式中：K作用于支架上的顶板岩石厚度系数，日本取5，苏联取69；英国取57；我国中厚煤层取68；H最大采高 米；R岩石容重，-般取2.3吨米3。3选择液压支架型号 由上面计算出的支架最大和最小结构高度和支护强度的数值，从液压支架产品目录中选择合适液压支架的型号，并列出支架规格和主要技术参数表。支撑掩护式支架该机具有支撑效率高，切顶换能力强，支架稳定性好的特点。采用分体顶梁铰接前梁形式，切顶效果好，便于运输。采用前后双连杆形式，可减少支架重量改善底板比压的平均分布和前端比压型 号 名 称主 要 技 术 参 数QY240-8.5/26型支撑掩护式液压支架高 度 1.1-2.4m中心距 1.5m宽 度 1.411.58m初撑力 2000kN工作阻力 17302000kN支护强度 0.700.72Mpa底板比压（前端） 0.451.96Mpa泵站压力 25Mpa整体运输尺寸 433014001600mm适应倾角 20操纵方式 本架控制重 量 5.76t三、单体液压支柱工作高度，支护强度及型式的选择1.支柱最大工作高度Hmin及最小工作高度Hmin的计算 Hmax=hmax-c (米) =2.0-0.096 =1.904米Hmin=hmin-s-c-a (米) =1.8-0.20-0.096-0.080 =1.424米式中： Hmax， hmin煤层最大，最小采高 c顶梁高度 c=9 6毫米 s最大控顶距处，顶板下沉量，可参阅液压支架方法选取。 a支柱卸载高度，取80毫米。2单体液压支柱工作阻力及支护密度 单体液压支柱的工作阻力：内注式及外注式随油缸直径及支撑高度不同，其额定工作阻力有25吨/柱，30吨/柱及35吨/柱，具体参数可查有关资料。支护密度：根据表24单体液压支柱的支护强度(表24采高为最大采高实际采高，与表24采高不同时，可用插值法算出实际采高下的支护强度)除以支柱工作阻力可求出每平方米所需支柱数。3单体液压支柱型式及铰接顶梁的选择根据供液方式不同可分为内注式和外注式，外注式结构简单，重量和制造成本比内注式低，伸缩比大，但需配备液压泵和供液管路，宜用于中厚煤层中，内注式重量大，制造成本高，但不需配备液压泵及供液管路，灵活性大，在薄煤层中使用比较方便。单体液压支柱铰接顶梁长度，应按采煤机截深整数倍选取，以便顶板的管理。四、滚筒采煤机的选择正确选择和使用采煤机是提高采煤工作面，生产能力的一项主要任务，对采煤工作面的生产效率、能耗、安全等都具有重要影响，但采煤机选型涉及问题较多，目前还缺乏一套完善的计算方法。它不仅与煤层的厚度，倾角及煤的物理机械性质、地质条件等有关，还要考虑与支护设备，运输设备之间配套关系，因此，在选型过程中要考虑多方面因素，综合分析后去确定。（一）采煤机性能参数的计算与决定 1滚简直径的选择 滚筒直径大些对装煤有利，但不宜过大并应满足采高的要求。双滚筒采煤机滚简直径应大于最大采高hmax的一半，一般可按D=(0.520.6)hmax选取，采高大时取小值D=0.522.0=1.04米，采高小时取大值D=0.62.0=1.2米。本次设计中采煤机滚简直径取1.2米。2截深的选择 滚筒截深是采煤机工作机构截入煤璧的深度，是影响采煤机装机功率及生产率的主要因素，决定截深时应充分考虑煤层的压张效应，截割阻抗(截齿截割单位切屑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等。另外：为了管理顶板方便，截深应等于液压支架的推移步距。中厚煤层截深可取0.60.8米，若顶扳稳定，截割阻抗小可适当加大，本次设计中采煤机的截深取0.6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= 1667/18= 92.6吨/小时 式中：W采煤机的日平均产量，查表1可知W=5010000/300=1667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92.6吨/小时。H-采煤机平均采高，这里取2.0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应该在这个范围内V1VV2，即V在3.724.05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 =602.00.641.35=389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= =0.35 式中：AX-采煤机的截割阻抗，取160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 0.35=0.245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：160KW 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2185KW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*185KW，选择牵引力为200千牛的采煤机。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产率牵引力牵引速度滚筒转速n电机功率2.4米1.2米0.6米Q=92T/h-250千牛4.05米/分45转/分2 185KW根据该表可以选择西安煤矿机械厂生产的MLS3-170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=3.45米2.4米该采煤机符合要求。式中：A-采煤机采高，这里取2.0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62D-滚筒直径,这里取1.2米2.最小采高hmin的校核hminA+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92t/h2采高1.1-2.4m3装机功率2*185kW4供电电压1140v5滚筒直径1200mm6截深600mm7牵引力17吨8牵引速度0-6m/min9灭尘方式外喷雾10拖电缆方式自动直拖电缆11主机外形尺寸902016101240mm12主机重量23t13摇臂长度1600mm14摇臂摆角62，-1717适应煤层倾角0-25mm则hmin=1.85A+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(-17)=0.267m采煤机卧底量为0-300mm,满足要求。四、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MLS3-170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QY240-8.5/26可弯曲刮板输送机，刮板输送机的选型校核见第二章。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/m392120121350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=03采区上(下)山胶带机的选型设计L上(下)山=700m 煤层=124.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=92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SGW-250II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/min120m2*185kw1140v1500*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=（2070.6+36.260.4）1509.81cos12+(207+36.26) 1209.81sin12=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120米。-刮板输送机铺设倾角，这里取12g-取9.8牛顿/千克(2)空段直线段的总阻力Wk= g1Lg (1cossin)=36.261209.81(0.4cos12+sin12)=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=0.1263160=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-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=arcsin3）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+36.2659.81（0.4cos12sin12）=392 Ns3=14849Ns4=s3+ (LLwL)=14849+ (1208.275) =253087NS5=S40.6(WZH+WK)=2530870.6（261360+26943）=80105NS6=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=1.288.435=106kwb.下部驱动电机的功率Nd=136.4kw Nmax=219KWNmin=31.46kwN下=1.2Nd=1.2136.4=163.7kw因此配套电机的功率2*185KW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=(Sr+SL+Sr+SL) =(S4+S5+S1+S8) =（253087+80105+119607）/4=113199N2）紧链力T=T0+Lq1g1+ =113199+15036.260.4+=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二、带式输送机的选型由刮板运输机的输送量92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/h1000m0YSB-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/min2630mm4551088.82KN1.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+200=2*300+200=800mm，满足要求。2.重段直线段的运行阻力wzh=(q+qd+qg)Lgwcos=(77.8+14.7+18.3) 10009.810.025cos0=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/mqg-重段单位长度上分布的托滚旋转部分的质量，qg= =22/1.2=18.3 kg/mGg-重段每组托滚旋转部分的质量，取22kgLg-重段托滚的间距,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）10009.810.025 cos0=4996N式中qg-空段单位长度上分布的托滚旋转部分的质量，qg= =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 =455 备用系数 n=1.2 胶带与滚筒间的摩擦系数 =0.35因而 1.05S1+1.05*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=8050N5(q+qd)Lg.gcos=5(77.8+14.7)1.29.81cos0=5443N 空段最小张力Smink=2671N5qdLg.gcos=514.79.81 cos0=865N满足要求。6.验算输送带强度9sd-胶带的抗拉强度，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=kB2vc=45812.50.91=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=2300+200=800mm，满足要求。2.重段直线段的运行阻力wzh=(q+qd+qg)Lgwcos+(q+qd)Lgsin=(77.8+14.7+18.3) 7009.810.025cos10+(77.8+14.7) 7009.81sin10=129006N式中：q-单位长度运料量，q=QC/(3.6V)=700/3.62.5=77.78kg/mqd-输送带的单位质量,取14.7 kg/mqg-重段单位长度上分布的托滚旋转部分的质量，qg= =22/1.2=18.3 kg/mGg-重段每组托滚旋转部分的质量，取22kgLg-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103.空段直线段的运行阻力wk=(qd+qg)Lgcos-qdLgsin=（14.7+5.67）7009.810.025 cos12-14.77009.81sin12=-14084N式中qg-空段单位长度上分布的托滚旋转部分的质量，qg=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+1.04wk 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) Lgg cos=5(77.8+14.7)1.29.81cos12=5361Nsminzh=s6=27030smin,满足要求。空段最小张力smink=s1=37051Nsmink=37051N5qd Lgcos=514.739.81 cos12=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+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=70.24/(0.01+0.03+0.110.04)-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=404.442=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=N025%=425%=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=235m, 装载高度：Hz=18m，卸载高度：Hx=18m3. 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 =235+18+18 =271m 式中：Hs:矿井深度，Hs=235m 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， 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18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6t6.6m35000kg700m9450m1870mm箕斗的实际装载量Q=6.6=6.60.92=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=235m Hz:装载高度， Hz=18m Hc=30+235+18=283m 立井缠绕式提升机一般用619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,619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=7.746.5 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+57.1406=131669N 最大静张力差Fjc=Q+PH=60709.8+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 BB2B,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）ndvmi98074059049037011.515.6111.89.47.85.9208.986.785.44.493.39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