说明书-120万吨.年立井开采煤矿固定机械及运输设备选型计算.doc
120万吨.年立井开采煤矿固定机械及运输设备选型计算含6张CAD图
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120万吨.年立井开采煤矿固定机械及运输设备选型计算含6张CAD图,120,立井,开采,煤矿,固定,机械,运输设备,选型,计算,CAD
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120 万吨万吨/年立井开采煤矿固定机械及运输设备选型计算年立井开采煤矿固定机械及运输设备选型计算前前 言言本次毕业设计是我大学阶段最后也是最重要的一次学习和总结的机会，在此首先感谢学院和指导老师郭晓娥对我设计的支持和帮助，为我以后的工作打下了一个有益的基础。本设计针对矿井运输及固定机械设备选型设计，内容涉及较多，设计时间较长，是一个设计的过程，更是一个学习的过程。通过前面的实地实习，在老师的努力下收集到了较为齐全和准确的相关资料，其中包括了井底运输机械、主井提升设备及流体机械设备的了解，为本次设计打下了一个良好的基础。同时涉及的参考文献较多，多数为十几年前的老版本，难免存在一些错误，还望大家见谅。根据设计大纲所要求内容，将设计分为七章，内容主要有三部分，第一部分主要是对井底运输机械的选型设计,内容涉及第一、二及三章，第四章为设计的第二部分，也是本次设计的核心内容，主要是对主井的提升系统选择合理的提升设备。最后一部分是流体机械部分的设计，内容涉及第五章到第七章。整个设计内容可靠、数据可信。若存在问题，希望各位评审老师批评指正。目录摘 要 1Abstract 2上篇 矿井运输与提升设备第一章 刮板输送机的选型计算 4一、概述 4二、原始数据 4三、设计生产率 5四、设计生产率计算及刮板输送机的选型 5五、运行阻力、牵引力和功率计算 5六、链子强度验算 8七 、辅助设备转载机的选型 8第二章 带式输送机的选择计算9一、概述 9二、带式输送机的初选 9三、带宽的校核 10四、运行阻力计算 10五、输送带悬垂度与强度的校验 13六、计算牵引力与电动机功率 14第三章 电机车运输选型计算 14一、原始资料 14二、选择电机车型式 15三、列车组成计算 15四、全矿电机车台数的确定 18第四章 提升设备的选型计算20一、概述 20二、原始数据 20三、选择提升容器 20四、选择提升钢丝绳 22五、选择提升机和和天轮 23六、计算提升机与井筒的相对位置 24九、提升运动学与动力学计算 28十、电动机功率验算 33十一、电耗及效率计算 35下篇 流体机械第五章 通风设备选型38一、概述 38二、计算条件 38三、风机选型 38第六章 排水设备的选型计算41一、概述 41二、原始数据 41三、预选水泵的型号和台数 42四、管路系统 42五、计算管路特性 44第七章 空压机的选型计算 48一、计算矿井所需的供气量 48二、估算空压机必需的出口压力 50三、选择空压机的型号和台数 50四、选择输气管管径 50结束语53参考文献54致谢551摘摘 要要本次毕业设计是以煤矿双立井固定机械设备选型为设计对象，主要是为一个年产 120万吨的矿井设计一套经济而配套的固定机械及运输设备。该毕业设计主要由井底运输设备的选型设计（包括：采煤机的选型、刮板输送机的选型、皮带输送机的选型、矿用电机车及矿车的选择和辆数的确定等） 、提升设备的选型设计（包括：主井提升系统的选型等）和流体机械设备的选型设计（包括：中央水泵房的布置及排水方案的确定、水泵的选型和泵台数的确定；通风机房的布置及通风机选型和台数的确定；压风机房的布置及压风机的选型和台数的确定等） 。关键词：运输机械 提升机 排水设备 2AbstractThis graduation project is take the coal mine double vertical shaft fixed mechanical device shaping as the design object, but mainly is one yearly produces 1,200,000 tons mine pits to design set of economies the necessary fixed machinery and the transport vehicle.This graduation project mainly by bottom of the well transport vehicle shaping design (including: The coal mining machine shaping, the scraper conveyer shaping, the leather belt conveyer shaping, the mineral product electric locomotive and the mine car choice and the number of vehicles indeed grade), the lift technique shaping design (including: Main well promotion system shaping and so on) and fluid machinery equipment shaping design (including: Central water plant arrangement and draining water plan determination, water pump shaping and pump Taiwan number determination; Ventilates the engine room the arrangement and the ventilator shaping and the Taiwan number determination; The air compressor room arrangement and the air compressor shaping and the Taiwan number indeed grade).Key word: Transport machinery Elevator Drainage3上篇 矿井运输与提升设备矿山运输是煤炭生产过程中必不可少的重要环节。矿山运输部分包含的主要设备有：刮板输送机、带式输送机、矿用机车和轨道、矿车、矿井辅助运输设备。井下采煤已经形成了一套完整的作业。井下工作面由采煤机采煤，通过刮板输送机完成卸载运转，随之起关键作用的是带式输送机，带式输送机是以输送带兼做牵引机构和承载机构的一种连续动作式运输设备，它在井下运输中得到了极其广泛的应用，运输中起同样重要作用的还有矿用机车，它是长距离水平巷道的主要运输工具，除此之外，还要加上必要的辅助设备。由于矿山运输有多个环节和各种设备配套而成，如果某个环节中断，就会使工作面和其他工作地点的作业陷于停顿，甚至会导致全矿停产，因此，矿山系统运行的正常与否直接关系到矿山生产能否正常运行。矿山运输可以比作矿山生产的动脉。从安全生产的角度看，矿山运输事故被占很大比例。据统计，有许多安全事故发生在运输环节，仅次于顶板事故而屈居第二位。轻者，影响煤炭产量，重者，则会危及人身安全。因此，煤矿安全生产离不开运输与提升的安全。因此正确配置运输与提升设备及合理组织运输工作，对提高煤炭的产量、降低生产图 1 矿井运输与提升系统示意图4成本和提高工人劳动生产率有着重要的作用。第一章 刮板输送机的选型计算 一、概述刮板输送机是目前国内外缓倾斜长臂式采煤工作面唯一的煤炭运输设备。刮板机的主要组成部分有：机头部、机尾部、中间部、附属装置以及供移动运输机用的移溜装置。在综采工作面选择刮板输送机时，应注意与其采煤机和液压支架配套要求，采煤机与工作面刮板输送机配套的要求是：刮板输送机的运输能力必须与采煤机或刨煤机的运输能力相匹配，即刮板输送机的运输能力应略大于采煤机或刨煤机的生产能力。刮板输送机的结构形式和附属组件必须与采煤机相配套。国内外生产和使用的刮板输送机类型有很多。按牵引链的结构分为片式套筒链、可拆模锻和焊接圆环链刮板输送机；按链条数目及其布置方式分为单链、双边链、双中心链以及三链刮板输送机；按溜槽的布置方式和结构可分为并列式、重叠式、敞底溜槽式和封底溜槽式刮板输送机等多种；按传动方式可分为电力传动和液压传动输送机。本次设计采用的是可弯曲型刮板式输送机。 图 1-1 刮板输送机简图1电动机 2液力耦合器 3减速器 4链条 5刮板 6溜槽 7机尾5 二、原始数据煤层厚度 h=2.8 m，工作面长度 L=160 m；采用 MXA3300/4.5 型采煤机，牵引速度=2.5 m/min，截深 b=0.65 m；kv煤层倾角 =36，原封煤容重=1.4 t/。2m 三、设计生产率 设计生产率是运输地点在单位时间内需要运出的货载的质量，它是矿井生产任务要求运输设备所具有的运输能力，用“A”来表示，单位是 t/h；而运输设备本身所具有的运输能力，称为设备生产率，用“m”来表示，单位是 t/h。为了保证完成矿井运输生产任务，在选择运输设备时，应使设备生产率大于或等于设计生产率。 四、设计生产率计算及刮板输送机的选型 A=khbv60 =602.80.652.51.37 =374.01 t/h 根据 A=374.01 t/h，选用 SGW730/180 型输送机。 SGW730/180 型刮板输送机的有关技术特征：出厂长度 L=170 m，刮板链单位质量=36.26 kg/m，运输能力 m=500 t/h，刮板链破断拉力=850000 N，刮板链速度 v=0.92 0qPSm/s，电动机功率 N=290 kw；链条形式为圆环链；液力耦合器形式为 Tfa487 型。 五、运行阻力、牵引力和功率计算 1. 阻力、牵引力计算 由图可知，重段运行阻力 606 . 3kvvAq =605 . 292. 06 . 301.3746 =108 kg/m gLqqLqwwqWzhsincos000 =103sin16010826.363cos1607 . 01083 . 026.36 =126095.2 N 空段运行阻力 sincos00wgLqWk =3sin3cos3 . 01601026.36 =20417.3 N式中 刮板链单位长度质量，kg/m；0q 货载单位长度质量，kg/m；q 分别为刮板链及煤与溜槽间的阻力系数，见表 1-1。ww 、0 表 1-1 刮板链及煤与溜槽间的阻力系数类型 阻力系数煤在溜槽中的移动阻力系数w刮板链在溜槽中的移动阻力系数0w单链刮板输送机50.4双链刮板输送机0.35 考虑曲线段阻力及弯曲段的附加阻力，则总牵引力为 kzhWWW21. 10 =1.21(126095.2+20417.3) =177280 N 对于各特殊点张力，按两端布置传动装置分析，首先确定最小张力点的位置，然后根据“逐点计算法”进行计算。因 4.29 .102 .13209585000085. 022maxSSkp式中 刮板链抗拉强度安全系数；k 一条刮板链的破断力；pS 两条链子负荷分配不均匀系数，圆环链。85. 0 链子强度足够，选型设计完成。七 、辅助设备转载机的选型1. 概述 转载机是将工作面输送机运出的煤，转载到带式输送机上的中间转载设备，它的作用有两个：一是将工作面刮板输送机运出的煤，转运到可伸缩带式输送机上；二是输送机伸缩时减少胶带的拆装次数。转载机实际上是一种结构特殊的短刮板输送机，其传动系统和驱动装置与刮板机相同，主要不同点是，转载机的机身有一段悬桥结构，使它能与带式输送机有一段搭接长度。 2. 顺槽用转载机的选型 转载机一般安装在综采工作面与顺槽的交接处，将工作面刮板输送机运出的煤转载到带式输送机上。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。根据刮板机 SGW730/180 选择 SZQ-75 型，其技术特性如下表 10。表 1-2 SZQ-75 型桥式转载机参数表9运输能力 t/h630刮板链速 m/s1.33 表 1-2(续)破断能力 kN850电机功率 kW75中部槽尺寸 mm2206301500刮板链质量 kg/m22.6第二章 带式输送机的选择计算 一、概述 带式输送机的应用已经有 100 多年的历史了。带式输送机由于具有长距离连续运输、运行可靠与易于实现自动化等特点，在各行各业的到了极其广泛的应用。尤其在矿山开采方面，已成为地面和井下原煤的主要运输设备，而且许多煤矿正向“运煤胶带化”方向发展。它主要由胶带、驱动滚筒、机尾改向滚筒、托辊、拉紧装置、固定机架这几部分组成。带式输送机主要用于运输散状物料，可水平、倾斜铺设。通常情况下，沿倾斜向上运输原煤时，倾角不超过 18；倾斜向下运输时，倾角不大于 15.运送附着性和黏着性大的物料时，倾角还可以大一些。由于带式输送机运输能力大，工作阻力小，耗电量低，约为刮板输送机的 3151；货载与胶带一起移动，磨损小，铺设长度长等这些优点，所以应用越来越广泛。尽管带式输送机已具有相当长的历史，其应用十分广泛，但就其技术和结构而言，仍处在发展中，许多新的机型和部件还在不断地开发研制中。煤矿中常用的带式输送机类型有：通用带式输送机、绳架吊挂式输送机、可伸缩带式输送机、钢丝绳芯带式输送机和钢丝绳牵引带式输送机。本次设计采用的是可伸缩带式输送机。 二、带式输送机的初选 据刮板输送机的输送能力 m=500 t/h，初选 SDJ150 型带式输送机，其输送能力t/h，大于刮板输送机的输送能力。SDJ150 型可伸缩带式输送机的有关技术数据630Q10如下： 带宽mm，带速m/s；1000B9 . 1v 输送能力t/h；630Q 帆布层数，总围包角；60Z480 输送带拉断强度N/cm层；5600P 上托辊间距m；1lg 下托辊间距m；2lg 电动机功率为 275kW。 三、带宽的校核 因为输送能力 Q=630 t/h，大于设计运输生产率 500 t/h，所以输送带宽度一定满足要求。 对带宽进行块度校核 mm60020020022002max aB式中 物料最大块度的横向尺寸，mm。maxa故输送带宽度能满足要求。 四、运行阻力计算 1. 承载段运行阻力 sincoslqqgLqqqgWttdzh =103sin90086.14733cos03. 09001786.1473 =69644N 空段运行阻力 sincos LqLwqqgWdtdk =103sin90086.143cos025. 09005 . 786.1411 =-1975N其中 kg/m739 . 16 . 35006 . 3vQq kg/m86.14dq kg/m17117ttlGq kg/m5 . 7215 gtlGq式中 输送机的倾角，0； 输送机长度，m；L 分别为槽形、平行托辊阻力系数； , 承载、回空托辊转动部分线密度，kg/m； ttqq 、 分别为承载，回空托辊转动部分质量，kg； GG， 上托辊间距，一般取 11.5m，此处取 1m；lg 下托辊间距，一般取 23m，此处取 2m； lg 输送带线密度，kg/m；dq 输送带上每米长度上物料质量，kg/m。q 表 2-1 托辊阻力系数表工作条件 滚动轴承含油轴承滚动轴承含油轴承清洁、干燥0.020.040.0180.034少量尘埃、正常湿度0.030.050.0250.040大量尘埃、湿度大0.040.060.0350.056 12 表 2-2 托辊转动部分质量表带宽 B/mm50065080010001200托辊型式/kg GG、铸铁座1112142225槽形托辊冲压座89111720 表 2-2(续)铸铁座810121720平形托辊冲压座79111518 2. 输送带张力计算 用逐点计算法求输送带各点的张力(SDJ150 型带式输送机计算示意图如下) 12SS 2304. 1SS 123404. 104. 1SSS 134504. 104. 1SSS 145604. 104. 1SSS kkWSWSS04. 104. 11467 kWSSS04. 104. 104. 11578 zhkzhWWSWSS04. 104. 11589图 2-1 带式输送机的计算示意图13 9111004. 1SSS zhkWWS04. 104. 104. 1216 按摩擦传动条件考虑摩擦力备用系数方程，得 138. 82 . 01011177. 415. 111110SeSCeSS式中 摩擦力备用系数，一般取 1.151.2，此处取 1.15；0C 输送带与滚筒之间的摩擦系数，对于井下一般取 0.2。0 联立解方程得 N N200271S200272S N N208283S216614S N N225275S234286S N N214537S223128S N N919559S956341011 SS 五、输送带悬垂度与强度的校验 1. 悬垂度的校验 承载段最小张力点张力N223128S 按悬垂度要求，承载段允许的最小张力为 glqqSgdcos5min =103cos186.14735 =4287N8S 故输送带悬垂度满足要求。 2. 输送带强度校验 输送带允许承受的最大张力为 11000373333965601000SmZPBSe14式中 输送带允许承受的最大张力，N； eS 输送带宽度，mm；B 织物层输送带拉断强度，N/mm；0P 帆布层数；0Z 输送带安全系数，此处安全系数=9,是按硫化接头选取的。0m0m故输送带强度满足要求。表 2-3 棉帆布芯橡胶带安全系数帆布层数0Z4385129硫化接头89100m机械接头101112 六、计算牵引力与电动机功率 输送机主轴牵引力为 11111104 . 0SSSSF =20027956344 . 02002795634 =29342电动机功率为 kW6585. 010009 . 12934210000vFN式中 输送带运行速度，m/s；v 减速器的机械效率，0.80.85，此处取 0.85。 考虑到 15%的备用功率，电动机的容量为 kW8 .746515. 1通过以上计算证明，在所给条件下可以使用 SDJ150 型可伸缩带式输送机，用两台1575kW 电动机拖动。第三章 电机车运输选型计算 一、原始资料 1. 采区装车站 L=1500 m，每班运煤量 m=798 t/班； 2. 井下大巷平均坡度=3；pi 3. 拟采用 3 t 底卸式矿车，矿车轨距 600 mm，货载量=3000 kg，自身重量1m=1800 kg；1zm 4. 每班工作 7.5 h(每年工作日为 300 天，每天两班生产，一班检修)； 5. 两个运输循环中的休止时间为 =20 min。 二、选择电机车型式根据运输条件，参考表 3-1，初步选用 ZK7600/250 型电机车，牵引电动机为 2台 ZQ21 型电动机，电动机长时电流34 A，电机车粘着重力100 kN，长时速度chInP4.7 m/s。chv 表 3-1 电机车粘重选择表机车粘着重力/kN矿井年产量/ktnA架线式蓄电池式配用矿车/t300150703080 以下1 及以下6003001007080 以下3118009001408080531800nA200140120805 三、列车组成计算161. 按电机车的粘着条件计算车组重力 kN8 .124004. 011035 .1024. 010010001101000PaipQpzhnzh式中 重车组重力，kN；zhQ 机车重力，kN；P 电机车粘着重力，对全部轮对都是主动轮的电机车,kN；nPPPn 粘着系数，一般指加沙启动，取 0.24； 重车组启动时的阻力系数，取 10.5；zh 轨道线路平均坡度的千分值，一般为 3；pi 列车启动加速度，对井下电机车一般取 0.030.05m/，取 0.04。a2s列车中矿车数 个2610)18003000(8 .12401000)(100011gmmQnzzh式中 每辆矿车载货量，kg；1m 每辆矿车的自身质量，kg。zlm试取 n=15 个(本设计是按 n=26 个进行后面的计算的，由计算可知 n=26 个时牵引电动机不能满足要求，故此取 n=15 个)表 3-2 列车运行基本阻力系数机车粘着重力/kN矿井年产量/ktnA架线式蓄电池式配用矿车/t300150703080 以下1 及以下6003001007080 以下3118009001408080531800nA200140120805表 3-3 电机车粘着系数表17值 工作状态井下地面启动(撒沙)0.240.24制动(撒沙)0.170.17制动(不撒沙)0.090.12运行(撒沙)0.170.17运行(不撒沙)0.120.12 2. 根据牵引电动机的发热条件对上述结果进行验算 (1) 牵引重列车、空列车分别达到全速稳态运行时电机车的牵引力。 )(1000)(11pzhzzhimmngPF 371000)18003000(1015100 =3280 )(1000(1pkzkingmPF )39()100018001015100( =4440 N式中 (2) 重、空列车稳态运行时分配到每台电动机上的牵引力。 N1640232802zhzhFF N2220244402kkFF (3) 查 ZQ-21 型电动机特性曲线(见矿山运输与提升设备)，得：重列车稳态运行时电动机的电流 A，35zhI重列车稳态运行时的速度 km/h=4.36m/s7 .15zhv 空列车稳态运行时电动机的电流 A，44kI18 空列车稳态运行时的速度 km/h=4m/s4 .14kv (4) 计算一个运输循环牵引电动机的等值电流。 A2 .33209 .153 . 8446 . 75 . 325. 12222TtItIIkkzhzhdz式中：调车系数。运距为 1000-2000m 时取 1.25 列车在最远线路上往返一次的纯运行时间，minT kzhttT 分别为重空列车运行时间，monkzhtt , min6 . 736. 475. 0605 . 11000601000zpmzhvLt min3 . 8475. 0605 . 11000601000kpmkvLt 重列车平均运行速度，取，m/s，主要是考虑列车过弯zpvzhzpvv75. 0 道或岔道时速度的降低; 空列车平均运行速度，取，m/s；kpvkkpvv75. 0 电机车到最远一个装车站的距离，km；mL 两个运输循环中的休止时间，min，一般取，此处取min2218 min20 (5) 根据制动条件验算 m42371000)18003000(101510017. 0100100036. 4551000)(1000552112pzhznzhzdimmngPPvL因制动距离，故应采用串联方法或其他方法来限制重列车下坡运动时的速mLzd40度。由于设计列车组成数目较大，可根据矿井实际情况适当减少矿车数。用人车运送人19员时，还要按煤矿安全规程关于“用人车运送人员时，列车行驶速度不得超过4m/s”的要求验算其制动距离不得超过 20m。 四、全矿电机车台数的确定 1. 确定每台电机车一个班内完成的循环次数f 次/班3 .10206 .23605 . 7TTfb取次/班10f其中 min6 .23475. 0605 . 1100064. 1605 . 11000601000601000kppzppkzhvLvLttT式中 每班运输工作时间，需要运人时取 7.5h/班；bT 电机车在最远线路上往返一次的纯运行时间，min；T 每台电机车每班完成的循环次数，次/台 班；f 重列车下坡运行时的平均速度，因上面受制动距离的限制，需要zpv 在重列车下坡运行时采用 2 台电机车串并联运行，故： s/m64. 1236. 475. 02zpzpvv 2. 每班所需运送货载次数bf 次3 .263000157980001 . 135. 1121nmmkkfbb取次27bf式中 运输不均衡系数，综采时取 1.35；1k 矸石系数，取 1.1；2kbmk每班外运矸石量12 每班运煤量，kg/班。bm3. 每班运人次数，根据煤矿安全规程 “长度超过 1500m 的主要运输平巷，上下班应采用机械运送人员”的规定，因运距 1500m，故运人 2 次，即20 次/班2rf 4. 每班所需运送总次数zf 次/班29227rbzfff 5. 所需工作的电机台数oN 台 取台9 . 21029ffNzo3oN 6. 全矿电机车总参数 台413boNNN式中 N全矿电机车台数； 备用电机车台数，时，。bN30N1bN 电机车选型计算完成。第四章 提升设备的选型计算 一、概述 矿井提升设备是联系矿井井下与地面的“咽喉”设备，在煤炭生产中占有特别重要的地位。它的主要用途是沿井筒提升有用矿物和矸石，升降人员、设备，下放材料等。矿井提升设备是矿山较复杂且庞大的机械电气机组，在工作中一旦发生故障，就会严重影响矿井的正常生产，甚至造成人身事故。为此，掌握矿井提升设备的构造、工作原理等方面的知识，对合理的选择和使用维护，确保高效率和安全可靠地生产，有着极其重要的意义。 二、原始数据该矿井年产量kt，散煤容重t/；1200nA95. 03m年工作日d，日提升h/d；300rb14t井筒深度m，装载高度m，卸载高度m。300sH20zH20xH21 三、选择提升容器 1. 确定合理的经济提升速度jv m/s4 . 73404 . 05 . 03 . 0Hvj式中 提升高度，m， m。H3402020300xxsHHHH 2. 估算一次合理经济提升循环时间 s2 .7510104 . 73408 . 04 . 7uVHaVTjjj式中 提升加速度，升降物料时，m/，取；a8 . 0a2s2s/m8 . 0a 容器爬行阶段附加时间，箕斗可暂取 10s； 休止时间，见表 4-1 取。s10 表 4-1 箕斗休止时间箕斗规格/t698121620休止时间/s810121620 3. 估算一次经济提升量 t/次88. 71430036002 .752 . 11 . 112000003600tbTCaAmrjfnj式中 提升不均衡系数。主井提升设备：有井底煤仓时， =1.11.15，取cc ；1 . 1c 提升能力富裕系数，主井提升设备对第一水平应留有 1.2 的富裕系fa 数 4. 根据选择提煤箕斗jm 查箕斗规格表选用 JL8 型立井单绳提煤箕斗，其技术规格如下： 箕斗斗箱容积 8.8；箕斗全高=9.25 m；3mrH22 箕斗名义载货量 m=8 t；箕斗自身质量kg；5500zm 箕斗实际货载量t。36. 895. 08 . 8m 5. 根据所选箕斗的实际货载量 m 计算所需提升机提供的速度 所需一次提升循环时间： s8 .792 . 112000001 . 11430036. 836003600fnraCAtmbT 2422aHuTauTavm = 62. 63408 . 0410108 .798 . 010108 .798 . 022 =6.62 m/s 是选择提升机标准速度的一个依据。在选出提升机后，可根据从提升机规格表mvmv中选用与相近的标准提升机速度。mv 四、选择提升钢丝绳 1. 计算钢丝绳的绳端载荷质量 kg1386055008360zmm 2. 计算钢丝绳的最大悬垂长度 m3522030032zsjcHHHH式中 井架高度，在尚未精确确定时，箕斗提升m 暂取 32m。jH3530jH 3. 计算钢丝绳的单位长度质量 cabzpHmmmm61011 =3525 . 610170010111386066 =5.4 kg/m23式中 所用钢丝绳的安全系数，取。am5 . 6am 钢丝绳的抗拉强度。B 4. 根据选择标准钢丝绳pm查钢丝绳规格表选用钢丝绳：43NAT 619 股 (1+6+12) NF1665ZZ1190663GB870788，其参数如下钢丝绳直径 d=43 mm；钢丝绳每米质量 kg/m；63. 6pm钢丝直径 mm；8 . 2钢丝绳破断拉力 N。1190000PQ 5. 验算钢丝绳安全系数 5 . 635. 71035263. 6138601190000gHmmmQcpzp 所选钢丝绳满足要求。 五、选择提升机和和天轮 1. 确定提升机滚筒直径 mm3440438080dD mm33608 . 212001200D式中：钢丝绳中最粗的钢丝直径，mm。 2. 计算作用在提升机上的最大静张力和最大静张力差 gHmmmFcpzjmax 1035263. 655008360 =161937.6N gHmmFpcmax24 1035263. 68360 =106937.6 N 3. 确定减速器传动比 根据上面计算的=6.62 m/s，在提升机规格表中选用与其相近的标准速度 mv mv=6.85 m/s，则即随之确定减速器的传动比 =15.5。 4. 根据计算的、选择提升机DmaxmaxcjFF、 查提升机规格表选用 2JK3.5/15.5 提升机：=3.5，变位质量=23600kg，B=1.7 Djmm，减速器许用最大转矩=300000 N m，=170000N，两滚筒中心距为maxMmaxjF1840mm；=115000 N。maxjF 5. 验算滚筒宽度 因该提升机用于专门提煤，故采用双层缠绕(即)，每个滚筒宽度为2k dDkDHBp3430 =003. 0043. 0356. 314. 325 . 314. 33430340 = 0.93 m其中 22421ddkDDp =22003. 0043. 0043. 042125 . 3 =3.356式中 多层缠绕时的平均缠绕直径pD 缠绕在滚筒圆周表面上相邻两绳圈间隙宽度，mm，此处32 取mm=0.003m3 6. 计算天轮直径 m3440438080dDt25 m33608 . 212001200tD 7. 选择天轮 根据天轮直径，查天轮规格表选用天轮 TSH：mm，变位质量5 .2335003500tDt。1133tm 六、计算提升机与井筒的相对位置 1. 计算井架高度 tgrxjRHHHH75. 0 =25 . 375. 097. 625. 920 =37.53m式中 卸载高度；xH 容器全高；rH 过卷高度(容器从卸载时的正常位置，自由地提升到容器连接装置上绳卡同gH天轮轮缘接触点的高度)见表 4-2。将计算的井架高度值圆整后取m。38jH 表 4-2 箕斗立井提升gH提升速度/1sm346810过卷高度/m4.04.756.58.2510.0 2. 计算滚筒中心至井筒提升中心线的距离sL m8 .275 . 35 . 3386 . 05 . 36 . 0minDHLjs式中：井架高度，m；jH D提升机滚筒直径，m。26 取m。28sL 3. 计算钢丝绳弦长 2202tsjxDLCHL =2225 . 328138 =45.4 m式中 天轮直径，m；tD 滚筒中心线与井口水平的高度差，m，设计时一般取 12m，此处0C 取m10C 4. 钢丝绳的内外偏角计算 因为是双层缠绕，故钢丝绳按满滚筒考虑 外偏角 91. 04 .45214. 01 . 27 . 1arctan2arctan1xLaSB式中 S两箕斗中心距，S=2.1m； a两滚筒内圆间距，a=两滚筒中心距滚筒宽度，即： a=1.840-1.7=0.14m。 内偏角 24. 14 .45214. 01 . 2arctan2arctan2xLaS 内外偏角均小于 1且提升钢丝绳在滚筒上做双层缠绕，所以不再考虑咬绳问题，30故满足煤矿安全规程要求。 5. 验算提升机滚筒的下出绳角27 15594 .4525 . 35 . 3arcsin75. 128138arctan2arcsinarctanxttsojLDDRLCH下 滚筒下出绳角满足要求。 七、初选提升电动机 1. 估算电动机功率 kw7 .9292 . 185. 0100085. 610836015. 11000 jmkmgvN式中 提升机电动机估算功率，kW；N 提升机的标准速度，m/s； mv 矿井阻力系数箕斗提升；k15. 1k 一次提升货载质量，kg；m 一次提升货载重力，N,；QmgQ 考虑到提升系统运转时，有加、减速度及钢丝绳重力等因素影响的 系数，箕斗提升，此处取 1.2；4 . 11 . 1 减速器的传动效率，双机传动。j85. 0j 2. 估算电动机转速 min/7 .5795 . 314. 35 .1585. 66060 rDvnm式中 减速器传动比；i 滚筒直径，mD3. 选电动机根据 N、n 及矿井电压等级，查电动机规格表选用 YR100010/1430 绕线型异步电动机：28额定功率kW，额定转速，额定电压 6kV，电动机转子的飞1000eNmin/ r592en轮力矩N，效率=0.92，电动机过负荷系数。170502dGD2md99. 1 4. 确定提升机的实际最大提升速度 5 .15605925 . 314. 360iDnvem s/m06.113406 . 06 . 0/99. 6Hsm 所以最大提升速度符合煤矿安全规程的规定。 八、计算提升系统的变位质量 1. 直线运动部分的变位质量 qqppzLLmLmmmm22 =03 .49363. 62550028360 25901kg其中 DnnLHLxcp)(30 5 . 314. 333304 .45352 =493.3m式中 一根提升钢丝绳总长度，m；pL 钢丝绳的悬垂长度，m；cH 钢丝绳的弦长，m；xL 摩擦圈绳 3 圈；n ；，取多层缠绕的错绳用绳长3nDn 尾绳每米质量，kg/m；qm 尾绳长度，此处为 0。qL2. 旋转运动部分的变位质量29天轮 kg1133tm 提升机（包括减速器） kg23600Jm 电动机转子的变位质量 kg334395 . 3105 .1517050)(22222gDiGDmdd式中 电动机转子的飞轮力矩，单位为；dGD22mN 提升机滚筒直径，m。D 3. 总变位质量 djtLmmmmm2 = 33439236001133225901 = 06kg852 九、提升运动学与动力学计算 1. 运动学计算 加速度的确定 a 初加速度的确定 选取箕斗出曲轨时的速度为箕斗在卸载曲轨内的行程为则, s/m5 . 1ovm35. 2oh 222/48. 035. 225 . 12smhvaooo 取。2s/m5 . 0oa b 确定主加速度1a 主加速度按下面三个条件计算，取最小值：1a 第一，按一般在主井提升物料时：21s/m2 . 1a30 第二，按减速器输出轴允许的最大转矩 dpdmmgHmkmDMmmPHkQDMa)(max2)(max21 2s/m02. 1334398520610)34063. 6836015. 1 (5 . 33000002式中 ，由提升机规格表查得。mNM 300000max 第三，按充分利用电动机过负荷能力 mgHmkmFmPHKQFapee)(75. 0)(75. 01 2s/m465. 1852061034063. 6836015. 13 .12160267. 275. 0 NVNFjme3 .12160285. 099. 6100010001000式中 电动机额定出力，N；eF 传动效率；j 电动机过负荷系数； 提升机系统变位质量，kg。m 根据以上计算，取。21s/m02. 1a 提升减速度的确定 首先考虑采用最经济的自由滑行减速方式 mghHmpkmmhHPkQa)2()2(333 2s/m91. 08520610)302340(63. 6836015. 1 式中 采用自由滑行减速方式的减速度，；3a2s/m31 减速阶段的行程，一般为 3040m，取 30m。3h 速度图参数的计算 曲轨中的初加速时间 s35 . 05 . 1oooavt 箕斗在卸载曲轨中的实际行程 m35. 2oh 主加速时间 s38. 502. 15 . 199. 611avvtom 主加速阶段行程 m84.2238. 525 . 199. 6211tvvhom 主减速阶段时间 s44. 691. 05 . 099. 6343avvtm 主减速阶段行程 m12.2444. 625 . 099. 62343tvvhm 爬行阶段行程，查资料，考虑电控系统的二次给电，取s/m5 . 0,m344vh 爬行时间 svht65 . 03444 等速阶段的行程 4312hhhhHho =312.2484.2235. 2340 m69.287 等速阶段的时间s16.4199. 669.28722mvht 抱闸停车时间s 15t32 一次提升循环时间 54321ttttttTox =101644. 616.4138. 53 =72.98s 由于小于选择容器时估算的一次提升循环时间，故知以上运动学参数选择s8 .79T是合适的。根据以上计算的各参赛，可画出提升速度图。 提升设备生产能力 小时生产能力 h/ t4 .41236. 896.7236003600mTmxsh 年实际提升能力 a/ t14434002 . 14 .41214300CtmbAshrn 提升能力富裕系数 203. 1101201034.14444nnfAAa图 4-1 提升速度图33式中 矿井年产量，t/年；nA C提升不均衡系数，对于主井取 C=1.2； 提升能力富裕系数；fa 提升设备年工作日数；rb t提升设备日工作小时数。 2. 动力学计算 初加速阶段 opoomagHmkmmaPHkQF)( N1612855 . 085206)34063. 6836015. 1 (10 opooghmFF2 N39.16097335. 21063. 62161285 主加速阶段 0101aamFF =5 . 002. 18520639.160973 =205280.51N ghmFFp1112 =84.221063. 6251.205280 =202251.926N 等速阶段 NmaFF11534202. 185206926.202251112 NghmFFp7719469.2871063. 621153422222 减速阶段34 由于采用自由滑行减速方式，主电动机已从网上断开，故无托动力，即 033 FF 爬行阶段 )()2(444hHmpkmghHPkQF N8 .73995)32340(63. 6836015. 1 10 )(4HmkmgPHkQFp N73598)34063. 6836015. 1 (10 十、电动机功率验算 1. 按电动机允许发热条件验算 求TdtF02 424242222212121020200221312121tFFtFFtFFtFFdtFT =38. 5202251205280213160973161285212222 673598739952116.4177194115342312222 =101111101027. 31086. 31023. 21079. 7 =101096.71 求等效时间 31212431tttttTod s9 .54103116.41644. 638. 5321 s9 .5435 求等效力 NTdtFFdTd85.1144879 .541096.711002 求等效功率 KWvFNjmdd90185. 0100099. 685.1144871000 由于前面预选的电动机额定功率为KWNe1000 所以(电动机允许发热条件满足要求)deNN 2. 按正常运行时电动机过负荷能力计算 最大托动力 NF205280max NFe23437311704067. 275. 075. 0 （满足要求）max75. 0FFe 3. 特殊过负荷能力验算 因为 gHmmPHQuFpzzT)( 1 . 1)( 1034063. 6550008. 1 =83745.36N 72. 011704036.83745eTFF 4 . 267. 29 . 09 . 0 所以（满足要求）9 . 0eTFF 十一、电耗及效率计算 1. 每提升一次电耗36 444222111000021212121tFFtFFtFFtFFFdtT =38. 520225120528021316097316128521 673598739952116.417719411534221 =483387+1096258+3962391+442779 =5984815 J/次70105 . 592. 085. 0598481599. 602. 102. 1djTmFdtvW式中 力图中各阶段变化力，N；F 提升容器实际最大提升速度，m/s；mv 减速器效率；j 电动机效率。d 2. 吨煤电耗 J/t671105 . 636. 8105 . 5mWW式中 一次提升货载质量，t。m 3. 年电耗 J/a12461108 . 710120105 . 6nAWW年式中 矿井年产量，t/年。nA 4. 一次提升有益电耗 J/次71084. 21034036. 810001000mgHWy 5. 提升设备的效率37 52. 0105 . 51084. 277WWy提升设备的选型设计完成。下篇 流体机械设备流体机械以流体为工作介质而进行能量转化的机械。如：水力机械：水轮机、水斗、液力变矩器等；汽轮机械：蒸汽轮机、废气轮机、燃气轮机等；化工机器：压缩机、泵、制冷机等；通风；液压机械：液压泵、液压马达、液压缸等。流体机械的分类(按流体介质分类)：压缩机：给气体增压与输送气体的称为压缩， 如：氮氢气压缩机，氨气压缩机，活塞式压缩机等；泵：给液体增压与输送气体的称为压缩机，如：离心泵，轴流泵，液压泵，容积泵等；38分离机：把液体与固体或液体与液体分离的设备为分离机，如：过滤式离心机，沉降式离心机，压滤机。流体机械的特点1. 流体机械以流体（气体、液体、粉体）为工质进行能量转换、处理与输送的机械。2. 流体机械直接、间接参与产品的生产过程。3. 流体机械是动设备，具有结构复杂、高速运动、与流体直接作用的特点。4. 流体机械是能量的提供者、物质流通的输送着、生产环节的制造者。 创造新机型 1. 高压力、高单压比的泵、压缩机：活塞式压缩机高达 700 MPa；离心压缩机高达200 MPa2. 大流量或小流量泵、压缩机：活塞式压缩机小流量达 0.01m3/m，轴流压缩机大流量高达 10000 m3/m3. 高转速离心机、压缩机：转速高达 150000rpm4. 超音速压缩机：超音速轴流压缩机5. 操作自动控制的大型离心机各种流体机械由于作用原理、结构形式和用途不同，所用工质的温度、流量和压力的差别也很大。根据工作原理 ，流体机械可分为容积式和动力式。容积式流体机械依靠运动元件改变工作容积来实现能量转化。本次设计主要包括：排水设备、通风设备及空压设备的选型设计。第五章 通风设备选型一、概述通风又称换气，使用机械或自然地方法向室内空间送入足够的新鲜空气，同时把室内不符合卫生要求的污浊空气排出，使室内空气满足卫生要求和生产过程需要。建筑中完成通风工作的各项设施，统称通风设备。通风机工作时总是与某一特定的通风网络相连接，二者加上必要辅助装置或网络中的设备共同完成。39 二、计算条件 矿井风量：smQo/803 初期负压：a1350minPps 末期负压：a3650maxPps 三、风机选型 1.计算风机必须产生的风量 smKQQoe/4 .948018. 13式中 井下所需风量； 0Q 漏风系数，兼作箕斗井时，此处取 1.18。K2 . 115. 0K 通风井需要的风压p:初期 )(15001501350min1Pappps末期 Pappps38001503650max2式中 各辅助装置的压力损失之和，作为估计，可取p Pa，此处取Pa。200100p150p 2.通风机的选择 根据计算所得，查矿山固定机械手册中 70B2 轴流式通风机性能表，可初选70B2-21No24D 型轴流式通风机，n=750rpm。 3.确定通风机的工况点 (1) 后期工况点通风网络阻力系数： 40 4376. 04 .943800222maxeQpR通风网络特性曲线方程： 22max4376. 0QQRP计算数据如下表所示 表 5-1 后期通风网络特性曲线数据smQ/301938577695114)(PaP0158.0631.977.481421.83949.35687.0 如图 5-1 所示，按上表做通风网特性曲线与通风特性曲线交于点，此点即为通风2M机后期工况点： ；。smQ/4 .943pap3800265. 02 (2) 初期工况点通风网络阻力系数： 1795. 04 .941500221mineQpR通风网络特性曲线方程： 22min1795. 0QQRP41计算数据如下表所示： 表 5-2 初期通风网络特性曲线数据smQ/301938577695114)(PaP064.8259.2583.21036.81620.02332.8 按上表做通风网特性曲线与通风特性曲线交于点，此点即为通风机后期工况点：1M ；。smQ/4 .943pap1500159. 01 4. 电动机功率计算 后期电动机功率： kWQpKNc7 .66498. 065. 0100038004 .9415. 11000222式中 电动机能力备用系数，一般取 1.15；K 轴流式通风机静压效率；s 机械传动效率，联轴传动取 0.98。c图 5-1 通风网特性曲线与通风特性曲线图42 初期电动机功率： kWQpKNc4 .30098. 059. 0100015004 .9415. 11000111通风机选型计算结果如下 表 5-3 通风机选型计算结果名称级单位叶轮直径 m叶片安装角度(度)转速rpm风量sm /3静压Pa效率%电动机功率 kW初期2.437.575094.415000.59300.4末期2.44075094.438000.65664.7第六章 排水设备的选型计算一、概述 在矿井建设和生产过程中，从各种渠道来的水源源不断地涌入矿井。如果不及时排除，必将影响煤矿的安全和生产。因此，必须设置排水设备，把涌入矿井的水及时从井下排至地面。另外，由于煤矿地质条件复杂，有可能遭到突然大量涌水二淹没矿井，这时需要排水设备抢险排水以尽快恢复生产。总之，矿井排水始终伴随着煤矿的建设和生产。直至矿井报废，才能完成它的历史使命。因此，矿井排水时煤矿建设和生产中不可缺少的一部分，它对保证矿井正常生产起着非常重要的作用。为了排水设备能在安全、可靠和经济的状况下工作，必须确定排水方案，选择排水设备，进行布置设计施工试运转，直到正常运行各环节的工作为止。 二、原始数据矿井产量：120 万吨正常涌水量：hmqz/2303最大涌水量：hmq/3603max矿水中性，涌水密度：3/1000mN43最大涌水期：天65maxT供电电压：VU6000 三、预选水泵的型号和台数 1. 水泵必须的总排水能力 正常：hmqz/2762302 . 12 . 1Q3B 最大：hmqQB/4322902 . 12 . 13maxmax式中 工作水泵具备的总排水能力，；BQh/m3 工作和备用水泵具备的总排水能力，；maxBQh/m3 2. 水泵所需扬程的估算 mHHgcB8 .2379 . 04210式中 测地高度，即水仓最低水位至排水管出口见得高度差，一般可取井底cHcH与地面标高差+4(井底车场与水仓最低水位距离)，m； 管路效率，立井取g89. 09 . 0g 3. 初选水泵 从泵产品目录(见流体机械附录)中选取型号泵，其额定流量5300450D，额定扬程。则：hmQe/4503mHe300 工作泵台数： 取61. 04502761eBQQn11n 备用泵台数： 1450432, 7 . 07 . 01max212nQQnnneB 取12n 检修泵台数： 故取25. 025. 013nn13n 因此，共选择 3 台泵。44 四、管路系统 1. 管路趟数的确定 根据泵的总台数，从减少能耗的角度可采用典型的三泵两趟管路，一条管路工作，一条管路备用，正常涌水时，一台泵向一趟管路供水，最大涌水时，只要两台泵同时工作就能达到 20h 内排出 24h 的最大涌水量，从而可知每趟管路内等于泵的流量。gQ 2. 管材选择 井深超过 200m 时确定采用无缝钢管。 3. 排水管内径 )(326. 0269. 02 . 25 . 14500188. 00188. 0mQdpgp式中 通过管子的流量，；gQh/m3 排水管内的流速，通常取m/s；在这个速度范围内工pv2 . 25 . 1pv 作较为经济，故称为经济流速。 从流体机械附录 2 预选钢管，则排水管内径13325 。mmdp299132325 4. 验算壁厚 cmcmCppdzzp3 . 124. 115. 0) 15 .580011. 03 . 1805 .580011. 04 . 080(9 .295 . 0) 13 . 14 . 0(5 . 0式中：所选标准管径。pd 许用应力，取的 40%，zb4 . 020080;,4 . 0MPabz 管内水压，考虑损失pMPaHpb011. 0 无缝钢管，取，取CcmC2 . 01 . 0cmC15. 045 5. 选择吸水管径 根据选择的排水管径，吸水管选用无缝钢管。8351 验算流速： smdQxx/42. 1335. 0436004504360022 五、计算管路特性1. 布置图，如图所示2. 估算管路长度 排水管的长度可估算为，取，mHlcp260250)5040(210)5040(mlp255吸水管的长度可估算为。mlx7 3. 阻力系数的计算tR计算沿程阻力系数。对于吸、排管分别为： 0291. 0335. 0021. 0021. 03 . 03 . 0xxd 0302. 0299. 0021. 0021. 03 . 03 . 0ppd 局部阻力系数，对于吸、排水管路附件其阻力系数分别列于下表中。 表 6-1 吸水管路附件其阻力系数表吸水管附件名称数量系数值底阀14.4图 6-1 泵房内管路布置图4690弯头10.294收缩管10.1 794. 4x 表 6-2 排水管路附件其阻力系数排水管附件名称数量系数值闸阀252. 0226. 0止回阀17 . 190弯头447. 14294. 030弯头2196. 03/2294. 0直流三通31 . 237 . 0扩大管15 . 0 486. 6p 管路阻力系数：tR 1844552ppxxpppxxxtdddldlgR )/(1093. 2)/(21.379299. 01486. 6335. 0794. 4299. 02550302. 0335. 070291. 0807. 985255244552mhms 4. 管路特性方程 新管 25211093. 2210QQRHHtc 旧管 252210981. 42107 . 1QQRHHtc 5. 绘制管路特性曲线，确定工况点根据求得的新、旧管特性方程，取六个流量值可求得相应的损失，如表所示。表 6-3 流量损失表4713/hmQ200300400500600mH /1211.2212.6214.7217.3220.5mH /2212.0214.5218.0222.5227.3利用表中各点数据绘出管路特性曲线，如图所示，新旧管路特性曲线与扬程特性曲线的交点分别为和，即为新旧管工况点，由图可知：新管工况点参数为1M2M，旧管的工况点参数hmQM/57231mHM218175. 01M，mHsM4 . 51；kWNM4801为，因、hmQM/50032mHM22328 . 02MmHsM85. 52kWNM48011M均大于 0.7，允许吸上真空度，符合规范要求。2MmHsM5 . 51 6. 校验计算 (1) 由旧管工况点验算排水时间 正常涌水时，若采用 1 泵 1 管排水，则： )(04.115001230242421hQnqTMzz 最大涌水时，采用两泵两管排水。两管并联等效管的总损失系数为 5264/1033. 74/1093. 2mhRt hQnnqTM64. 8500236024)(24221maxmax图 6-2 管路特性曲线与泵特性曲线48 实际工作时，只要两台泵同时工作即能完成在 20h 内排出 24h 的最大涌水量。 (2) 经济性校核 68. 08 . 085. 085. 075. 0max1M 68. 08 . 02M 7. 计算允许吸水高度取，则允许的吸水高度为：3344/108 . 9,10235. 0,108 . 9mNPapPaPna 24. 0101nasMxPPHH 2145218MxxxxxQddlg 24. 0108 . 910235. 0108 . 9108 . 9104 . 53434 2452)3600572(335. 01794. 4335. 070291. 0807. 98 =4.72m 8. 电动机功率计算 111,36001000MMMddHQKN kW49875. 036001000218572108 . 91 . 13式中：电动机容量富裕系数，一般当水泵功率大于 1000kW 时取 1.1。dK 根据产品样本取。kWNd680 9. 电耗计算 (1) 全年排水电耗 236001000maxmaxmax22rTnrTnMHQEzzzwdcMM 95. 095. 018 . 036001000223500108 . 93 6564. 8230004.111 49 )/(10865. 16YhKW 式中 年正常和最大涌水期泵工作台数；maxnnz、 正常和最大涌水期泵工作昼夜数；maxrrz、 正常和最大涌水期泵每昼夜工作小时数；maxTTz、 电机效率、电网效率、传动效率。cwd、 (2) 吨水百米电耗校验 cwdcMMtHHe22100673. 3 21495. 095. 018 . 0673. 3223 )100(5 . 0393. 0thKW排水设备选型计算完成。第 7 章 空压机的选型计算 一、计算矿井所需的供气量 据表统计每班同时工作台数，出现最大用气量班次为一班和二班，最多同时使用气动机具的台数为：风镐 16 台，混凝土喷射机 1 台，风钻 8 台。 据表，16 台 G7 风镐耗气量为，1 台 PZ5B 混凝土喷射机耗风量min/m160 . 1163为，8 台 ZQS30 风钻耗气量为。min/m0 . 80 . 813min/m8 .161 . 283 查表得海拔高度修正系数为 1.06;由系统布置图查得最长供气管路为 2330m，查表取管路漏气系数，取 G7 风镐和 ZQS30 风钻磨损后耗气量增加系数为 1.13，取20. 11PZ5B 混凝土喷射机磨损后耗气量增加系数为 1.1.按表取 16 台风镐和 8 台风钻同时工作系数分别为 0.8 和 0.9，则： 16 台 G7 风镐的实际耗气量为：50 min/m40.188 . 00 . 11606. 113. 120. 13111211kqynQ 1 台 PZ5B 混凝土喷射机的实际耗气量为： min/m19.1110 . 8106. 11 . 120. 132Q 8 台 ZQS30 风钻的实际耗气量为： min/m74.219 . 01 . 2806. 113. 120. 133Q式中 沿管路全长的漏气系数；1 气动工具磨损后耗气量增加的系数，一般取,对气215. 110. 12 动工具取较大值，对气动机械取较小值，此处取 1.13； 海拔修正系数；y 一天中可能出现的最大用气量时，使用的同型号气动机具的台数，in ；8, 1,16321nnn 同型号气动机具同时工作系数，；ik9 . 0, 1, 8 . 0321kkk 气动工具的耗气量，。iqmin/m31 . 2, 0 . 8, 0 . 1321qqq 表 7-1 沿管路全长漏气系数管路全长121210 表 7-2 海拔高度修正系数海拔高度5006007008009001000y1.051.061.071.081.091.10 表 7-3 同时工作系数同型号气动工具台数n1030116031同时工作系数ik85. 000. 175. 084. 065. 074. 051 总耗气量为： min/m33.5174.2119.1140.183321QQQQ 二、估算空压机必需的出口压力 根据布置图，空压机站到最远工作面的距离为 2330m，取每公里管长压力损失为0.04MPa。三种气动机具中，G20 风镐的额定工作压力为 0.50.63MPa，取计算额定压力为 0.58MPa，则空压机必需的出口压力为： MPapppe773. 01 . 004. 0330. 258. 01 . 0式中 所用工具中最大的额定工作压力，Mpa，此处为风镐的额定压力
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