9、提升、运输、空气压缩设备
9.1主井提升设备
9.1.1提升装置
矿井设计生产能力15万t/a，主井为混合提升井，担负矿井煤炭、矸石、材料、人员等的提升任务。
1、设计依据
（1）井筒参数：倾角α＝11°，井筒斜长L=797m
（+658.1m~+506m）。
（2）车场形式：上、下部均为甩车场。
（3）提升斜长：L
=L+上、下车场=797+50=847m。
t
（4）工作制度：每年工作330d，每天工作16h/d，三班提升。
（5）最大班提升量：提煤量152t/班，矸石34.1t/班，升降人员50人，坑木1次，火药1次，设备及其他3次。
（6）最大件重量考虑：8t。
（7）提升容量：U型1t矿车，自重Q
=600kg、人车：
c
选择XRC-15型人车3辆，一头二尾，头车自重：1767kg，尾车自重：1908kg。
（8）提升方式：单钩串车提升。
2、选型计算
主井现实际安装了1台JK-2×1.8/20型提升机，滚筒直径D
=2000mm，滚筒宽B=1800mm（加宽型）。该绞车最大g
静拉力F
=6000kg，提升速度V=3.8m/s，最大容绳量为1280m。
z
本设计按15万t/a对该提升机进行选型验算。
（1）选择钢丝绳
每次可提煤车7个,、矸石车5个、人车3辆，则绳端荷载：
提煤时：（式中f=0.01、f=0.2）
Qd=n（Qc+Qk）×（sin11°+f1cos11°）
=7（600+1000）×0.201
=2251kg
提矸时：
Qd=n（Qc+Qk）×（sin11°+f1cos11°）
=5（600+1700）×0.201
=2312kg
提人时：
Qd=（Qc+Qw+Qk）×（sin11°+f1cos11°）
=（1767+1908×2+75×45）×0.201
=1801kg
提升最大件时：
由于每次可提5个矸石车，5×1700=8500kg大于最大件重量8000kg，满足要求，不予计算。
钢丝绳的悬重长度：Lc=Lt+30=847+30=877m
钢丝绳单位重量（按提矸计算）：
Pk=Qd/[（1.1×δB/m）- Lc×（sin11°+f2cos11°）]
=2312/[(1.1×16700/7.5)-877×0.387]
=2312/2110=1.096kg/m
故选用20NAT6×7+FC1670ZS222 138 GB8918-2006型钢丝绳，直径φ=20mm，单位重量Pk=1.38kg/m，全部钢丝绳破断力Q S=25175kg。
（2）验算安全系数
提煤时：
m煤=Q S/[Q煤+Lc×Pk(sin11°+f2cos11°)]
=25175/（2251+877×1.38×0.387）
=25175/2719=9.3>7.5
提矸时：
m矸=25175/（2312+877×1.38×0.387）
=25175/2780=9.1>7.5
提人时：
m人=25175/（1801+877×1.38×0.387）
=25175/2269=11.2>9.0
通过上述验算，安全系数均满足《煤矿安全规程》要求。
（3）最大静张力验算(按提矸时计算)：
Fz=Qd+Lt×Pk（sin11°+f2cos11°）
=2312＋847×1.38×0.387
=2780kg<6000kg(符合要求)
（4）钢丝绳的缠绕层数
Lt+Lm+7πD g
Vc=————————（d+ε）
π〃Dp〃B
式中：Lm—定期实验用钢丝绳长度，一般取30m Dg—绞车滚筒直径m
Dp—钢丝绳在滚筒上缠绕的平均直径m
B—绞车滚筒宽度mm
d—钢丝绳直径mm
ε—钢丝绳缠绕间隙，取2.5mm
Dp=Dg+（Kc-1）d
式中：Kc—提人时绞车允许的缠绕层数2层
Dp=2000+（2-1）×20=2020mm
将上述参数代入公式，则
847+30+7×3.14×2
Vc=——————————×（20+2.5）
3.14×2.02×1800
=1.81层
（5）电动机功率验算
K〃Fz〃V 1.1×2780×3.8
N=——————=————————=134kw
102〃η102×0.85
根据上述计算结果，现提升机实际配套电动机为
YR400-54-8型，Ne=250kw，满足要求。电动机η=730r/min，V=6KV，λ=2.02，（GD2）d=16.5kg〃m2
减速器传动比计算：
π〃D g〃n d 3.14×2.0×730
i= ——————= ————————= 20.1
60〃V max60×3.8
取i=20
（6）天轮直径的确定
D t=80d=80×φ20=1600mm，取2000mm
即天轮直径为φ2.0m。
（7）过卷距离
按下式计算：
V2max
L g=1+0.5V max + —————————·K
2g(sinα+f1cosα)
式中：V max——提升机最大速度 3.8m/s
g——重力加速度9.8m/s2
K——备用系数取1.5
则：
3.82
L g=1+0.5×3.8+ ——————————————×1.5
2×9.8(sin11°+0.01×cos11°)
=1+1.90+5.5
=8.4m（取10m）
即过卷距离为10m。
（8）井口至天轮中心长度（栈桥长度）
L′=L1+L2+L g+0.75R
式中：L′——栈桥长度m
L1——井口至甩车道岔尖长度取15m
L2——道岔尖至串车组的钩头停车点处的距离
（即过卷开关位置），矿车长取Lc=2.2m，
本设计每次提7个车，则
L2=1.5nLc=1.5×7×2.2=23.1m。
提人时：L2=1.5×3×4.97= 22.4m。取25m。
L g——过卷距离取10m
则：L′= L1+L2+L g+0.75R =15+25+10+0.75×1=50.75m （9）井筒高度：H高= L′sinα-R=50.75×sin11°-1=8.684m。附主井提升系统简图。
（10）混合提升作业时间
一次提升时间估算：
提升速度V=3.8m/s，查表得：
T=（0.263L t+70）×2=(0.263×847+70)×2=586（S），
则提升平衡时间见下表
主井最大班作业时间平衡表序
号项目
单
位
班提
升量
每次提
升量
班提升
次数
每次循环
时间(s)
班提升时
间（min）
1 煤t 152×1.25 7 27 586 263.7
2 矸石t 34.1×1.258.5 5 586 48.8
3 升降人员人50 45 2 796 26.5
4 坑木m3 1 586 9.8
5 火药 1 945 15.8
6 设备及其它 3 586 29.3
393.9min 合计 6.6h
注：矸石提升量每班按日提升量的50%计算，提煤、提
矸不均衡系数为1.25。
根据上述计算结果，现有JK-2×1.8/20型绞车满足需要。
（11）提升系统运动学、动力学计算
①电动机的变位重量
（GD2）di2
Gd=——————
Dg2
16.5×202
=—————=1650（kg）
22
天轮的变位重量
Gt=363kg
提升机的变位重量
Gj=（200+200B）〃Dg2 +0.3Gd
=（200+200×1.8）22+0.3×1650
=2735kg
提升钢丝绳的总长度
L k=Lc+Lx+7πD+Lm
=847+44.19+7×3.14×2+30
=995（m）
式中：
B 1.8
L X =—————=—————=44.19m
2tg1°10′2tg1°10′
变位重量总计
ΣG=n（Q Z+Q k）+L k P k+G t+G j+G d
=5×（600+1700）+995×1.38+363+2735+1650 =17621kg
变位质量：
ΣG 17621
ΣM=——= ————=1798kg
G 9.8
②等效力
ΣF2t 30.22×108
F d= ———= ——————=3609kg
Td 232
③等效功率
F d V max3609×3.8×1.1
N dx=————K=————————=174kw< N e=250kw 102η 102×0.85
满足要求。
④电动机的过载系数效验
Fmax 4079
λ′=———————= ————————
102ηPe/Vmax 102×0.85×250
————————
3.8
=0.72<2.02×0.85=1.72
根据上述计算结果，电动机等效功率和过载系数均满足要求，所选电动机满足要求。
附提升系统速度和力图。
3、提升机房照明
提升机房照明电源与工业场地共用一个照明电源，照明灯具采用普通150w白炽灯，主机房安装白炽灯6盏，电控室安装白炽灯6盏。
4、防护隔离
提升机滚筒装置深度指示器，电动机及传动装置总体设置一个围护栏。
5、消防设施
地面消防系统设一趟专用消防管路至提升机房，在提升机房内门前处设DN100消防栓一个，设1m3沙箱一个，设二氧化碳灭火器4个。
6、设备选型的合理性及运行安全性分析
主井提升设备选用单滚筒JK-2×1.8/20型提升机，该设备具有安全性较好，运行连续，转载环节少，管理方便，系统简单等优点。
为保证提升装置安全运行，设置了机电保护、电气保护、防跑车装置和安全制动等各种安全保护装置（详见提升机机电保护、电气保护、防跑车和安全制动装置条款。）能可靠保证提升机运行安全。
7、提升机电源及线路、电气主接线、传动方式及设备
主井提升机主接线为双电源，两回路电源分别取自地面变电所不同的低压母线段，电压等级为380v，电源线路为2回MVV-1000 3×240型聚氯乙烯铠装电缆。提升机电控设备为KBP-PLC-2型变频调速电控装置，并设有HS11-600/38型双向刀闸开关，当一回路电源故障时，能通过转向开关及时不间断的向提升机供电。
提升机的传动方式为中心驱动的圆弧齿轮减速器，减速器型号为ZHLR-115型，速比为1:20.
8、谐波抑制和无功补偿
所谓谐波就是系统频率倍数的电压或电流存在于系统中，会给供电系统中的电气设备造成危害，或因电能质量差而影响生产。矿井供电系统中的大型设备如提升机、通风机、排水泵是谐波的主要产生源，本矿井唯主井提升机属较大型变量设备（250kw），其它设备均为小容量设备。所以提升机
是本矿井谐波的主要产生源。
主井提升机电控为变频调速装置，该装置内设有谐波滤装置。本矿井供电系统中采用的是集中无功补偿方式，在变电所高压母线上设有并联电容器组和电抗器，进行集中无功补偿和滤波，能有效的进行滤波和保证矿井平均功率因数大于0.9。
9.1.2运行参数
1、提升机最大提升速度：Vmax=3.8m/s 。
2、最大加、减速度
根据《煤矿安全规程》要求，斜井最大加、减速度（主加速度）取0.5m/s 2，初加速度取0.3m/ s 2。
3、爬行速度：V 0=1.5m/s 。
4、速度参数计算
根据车场形式及主井筒的参数，确定提升速度为五阶段运行速度，各阶段运行速度、时间、距离计算如下：
（1）井底车场初加速阶段 时间：)(53
.05.1000s a V t === 距离：)(75.355.12
121000m t V L =??==
（2）井底车场等速阶段
距离：)(25.2175.325001m L L L H =-=-= 时间：)(2.145.125.2100101s V L t
===
（3）井筒内加速阶段 时间：)(6.45
.05.18.310max 1s a V V t =-=-= 距离：)(19.126.42
5.18.3210max 1m t V V L =?+=?+=
（4）井筒内减速阶段 时间：)(6.75
.08.33max 3s a V t === 距离：)(44.146.72
8.323max 3m t V L =?=?=
（5）井筒内等速阶段
距离：)(37.79544.1419.1225847312m L L L Lt L H
=---=---= 时间：)(3.2098
.337.795max 22s V L t ===
（6）地面甩车场加减速阶段 时间：)(53
.05.10004s a V t t ===='
距离：)(75.355.12
1214004m t V L L =??==='''
（7）地面甩车场等速阶段
距离：)(5.1775.3225245m L L L H =?-=-=' 时间：)(67.115
.15.17t 055s V L ==='' 4、过卷距离
过卷距离为10m （详9.1.1.2.（7）过卷距离计算）。
5、提升能力验算
Qh =Q′×3600/Tg
=7×3600/586=43t/h>28.4t/h（满足要求）
9.1.3提升机安全制动
1、制动装置及其主要功能
提升机的制动装置有盘型制动器和电气制动装置，主要用于：
（1）正常工作制动，即在减速阶段参与提升机的速度控制；
（2）正常停车制动，即在提升终了或停车时闸住提升机；
（3）安全制动，即当提升机工作不正常或发生紧急事故时，迅速而及时地闸住提升机。
2、制动方式
提升机采用二级制动。正常减速制动时，根据设计的提升运行速度图，检测控制盘型制动器的制动油压力和提升机的供电方式实现恒减速制动；正常停车制动时，利用提升机的两组盘型制动器和电气制动装置实现，以保证提升终了时可靠地将提升机闸住；安全制动时，利用提升机的两组盘型制动器和电气制动装置，迅速而及时的闸住提升机。
3、制动力矩与最大静荷重转矩的倍数
根据《煤矿安全规程》第四百三十二条：“提升绞车的常用闸和保险闸制动时，所产生的力矩与实际提升最大静荷
重旋转力矩之比K值不得小于3。对质量模数较小的绞车，上提重载保险闸的制动减速度超过本规程第四百三十三条
所规定的限值时，可将保险闸的K值适当降低，但不得小于2。凿井时期，升降物料用的绞车K值不得小于2。”
计算制动力矩时，闸轮和闸瓦摩擦系数应根据实测确定，一般采用0.30~0.35；常用闸和保险闸的力矩应分别计算。
4、安全制动减速度
根据《煤矿安全规程》第四百三十三条之规定，立井和倾斜井巷中使用的提升绞车的保险闸发生作用时，全部机械的减速度必须符合下表的要求。
全部机械的减速度规定值
倾角<15°15°≤θ≤30°＞30°
上提重载≤Ac*≤Ac≤5
下放重载≥0.75≥0.3Ac≥1.5
* Ac = g(si nθ+fcosθ)
式中Ac—自然减速度，m/s2；
g—重力加速度，m/ s2；
θ—井巷倾角，(°)；
f—绳端载荷的运行阻力系数，一般取0.010～0.015。
9.1.4提升机机电保护装置及电气保护
根据《煤矿安全规程》（2011）相关规定，斜井内使用串车提升时，提升机控制系统中设有过卷、过电流、限速超
速、失压等保护，发生事故时均能安全制动并紧急停车。
1、防止过卷装置：当提升容器起过正常终端停止装置（或出平台）0.5m时，必须能自动断电，并能使保险闸发生制动作用，同时，为防止矿车过卷，主井上端有足够的过卷距离，其大小符合《煤矿安全规程》（2011）第三百七十一条、第三项规定。
主井提升装置过卷距离见9.1.1.2.（7）过卷距离计算。
2、防止过速装置：在提升机控制回路内设提升超速限速保护，当提升机速度超过最大速度15%或在减速段超速10%时，过速继电器动作，必须能自动断电，并能使保险闸发生制动作用，提升机紧急停车。
3、过流失压保护：当提升机供电主回路发生过电流或失压时，控制回路内的过电流继电器或失压继电器动作使提升机紧急停车。
4、限速装置：提升速度超过3m/s的提升绞车必须设限速装置，以保证提升容器到达终端位置时的速度不超过
2m/s。
5、深度指示器失效保护装置：当深度指示器失效时能自动断电并使保险闸发生制动作用。
6、闸间隙保护装置：当闸间隙超过规定值时，能自动报警或自动断电。
7、松绳保护装置：本矿选用缠绕式提升机，必须设置
松绳保护装置并接入安全回路和报警回路，在钢丝绳松弛时能自动断电并报警。
8、减速功能保护装置：当提升容器到达设计减速位置，能示警并开始减速。
9、闸瓦磨损装置：当闸瓦磨损超限时，能发出报警信号并停车。
10、防止过卷装置、防止过速装置、限速装置和减速功能保护装置为相互独立的双线型式。
11、主井设有人车，提升机必须安设动力制动装置和电气制动装置并加设定车装置。
9.1.5斜井提升设备各类连接装置的安全系数校验
1、各类连接装置主要受力部件以破断强度为准的安全系数必须符合下列规定：
（1）专为升降物料的提升容器的连接装置，不小于10；
（2）矿车的车梁、碰头和连接插销，不小于6；
2、各种环链的安全系数，必须以曲梁理论计算的应力为准，并同时符合以下2项要求：
（1）按材料屈服强度计算的安全系数，不小于2.5；
（2）以模拟使用状态拉断力计算的安全系数，不小于13。
3、钢丝绳检验
（1）提升钢丝绳的检验应使用符合条件的设备和方法
进行，检验周期应符合下列要求：升降人员或升降人员和物料用的钢丝绳，自悬挂时起12个月时进行第１次检验，以后每隔６个月检验１次。
（2）提升装置使用中的钢丝绳做定期检验时，安全系数有下列情况之一的，必须更换：升降物料时小于６。专为升降物料用和悬挂吊盘用的小于5。
（3）钢丝绳在1个捻距内断丝断面积与钢丝总断面积之比，达到下列数值时，必须更换：专为升降物料用的钢丝绳、平衡钢丝绳、防坠器的制动钢丝绳（包括缓冲绳）和兼作运人的钢丝绳牵引带式输送机的钢丝绳为10%。
（4）以钢丝绳标称直径为准计算的直径减小量达到下列数值时，必须更换：提升钢丝绳或制动钢丝绳为10%。
（5）钢丝绳在运行中遭受到卡罐、突然停车等猛烈拉力时，必须立即停车检查，发现下列情况之一者，必须将受力段剁掉或更换全绳：钢丝绳产生严重扭曲或变形；断丝超过本规程第四百零五条的规定；直径减小量超过上条的规定；遭受猛烈拉力的一段的长度伸长0.5%以上；在钢丝绳使用期间，断丝数突然增加或伸长突然加快，必须立即更换。
（6）钢丝绳锈蚀严重，或点蚀麻坑形成沟纹，或外层钢丝松动时，不论断丝数多少或绳径是否变化，必须立即更换。
9.1.6立井井筒设置
本矿井没有立井。
9.1.7斜井轨道、跑车防护装置、车场信号、斜井人车及躲避硐室。
1、斜巷轨道型号
主井设有人车，根据《煤矿工业小型矿井设计规范》第6.4.3条规定：主井筒内铺设30kg/m轨道，木轨枕。轨道铺设必须达到质量标准要求，符合《煤矿安全规程》第353条的规定：对道床应经常清理，应无杂物、无浮煤、无积水。轨道运行使用期间应加强维护，定期检修。
2、串车提升的联接装置和保险装置
（1）倾斜井巷运输时，矿车之间的连接、矿车与钢丝绳之间的连接，必须使用不能自行脱落的连接装置，并加装保险绳。
（2）倾斜井巷运输用的钢丝绳连接装置，在每次换钢丝绳时，必须用２倍于其最大静荷重的拉力进行试验。
（3）倾斜井巷运输用的矿车连接装置，必须至少每年进行１次２倍于其最大静荷重的拉力试验。
（4）各种连接装置主要受力件的冲击功必须符合下列规定：常温（15℃）下大于或等于100J；低温（－30℃）下大于或等于70J。
（5）各种保险链以及矿车的连接环、链和插销等，必须执行下列规定：批量生产的，必须做抽样拉断试验，不符
合要求时不得使用；初次使用前和使用后每隔2年，必须逐个以2倍于其最大静荷重的拉力进行试验，发现裂纹或永久伸长量超过0.2%时，不得使用。
（6）串车提升的保险装置详见提升机装设的保险装置及要求条款。
3、托绳轮和立滚的设置及间距
在主井筒设托绳轮，托绳轮间距为20m；在各片盘车场转弯处设置立滚。
（1）跑车防护装置的安装位置
根据《煤矿安全规程》第三百七十条的规定，矿井跑车防护装置的安装位置如下：
①在倾斜井巷内安设能够将运行中断绳、脱钩的车辆阻止住的跑车防护装置。
②在各车场安设能够防止带绳车辆误入非运行车场或区段的阻车器。
③在上部甩车场入口安设能够控制车辆进入摘挂钩地点的阻车器。
④在上部甩车场接近变坡点处，安设能够阻止未连挂的车辆滑入斜巷的阻车器。
⑤在变坡点下方略大于1列车长度的地点，设置能够防止未连挂的车辆继续往下跑车的挡车栏。
上述挡车装置必须经常关闭，放车时方准打开。兼作行
驶人车的倾斜井巷，在提升人员时，倾斜井巷中的挡车装置和跑车防护装置必须是常开状态，并可靠地锁住。
（2）防跑车安全装置型号
①本矿采用ZDC30-2.0型常闭式防跑车防护装置，基本技术参数如下：
额定电压：AC127V（+10%--20%）
制动减速度：<50m/s2
电源频率：50Hz
车辆轴距：≥550mm
门限速度：9m/s
传感器安装间距：200mm
最大控制速度：22m/s（1t×7辆矿车）
适应倾角：<30°
系统动作时间：<1.5s
制动器阻力：600KN（可调）
②本矿采用1阻-00阻车器，基本技术参数如下：
轨距：600mm
线路坡度：0.02
单车冲击阻车器最大速度：1.2m/s
允许承受的矿车数：矸石车1辆，煤车2辆
阻车器前允许停靠的矿车数：矸石车3辆，煤车4辆，空车10辆
煤矿常用计算公式汇总
煤矿巷道及通风计算公式 一、常见断面面积计算： 1、半圆拱形面积=巷宽×（巷高+×巷宽） 2、三心拱形面积=巷宽×（巷高+×巷宽） 3、梯形面积=（上底+下底）×巷高÷2 4、矩形面积=巷宽×巷高 二、风速测定计算： V表=n/t (m/s) (一般为侧身法测风速) 式中：V表：计算出的表速； n：见表读数； t：测风时间（s） V真=a+ b×V表 式中：V真：真风速（扣除风表误差后的风速）； a、b：为校正见表常数。 V平=K V真=（）×V真÷S 式中：K为校正系数（侧身法测风时K=（）/S，迎面测风时取）； S为测风地点的井巷断面积 三、风量的测定： Q=SV 式中Q：井巷中的风量（m3/s）;S：测风地点的井巷断面积（m2）; V：井巷中的平均风速（m/s） 例1：某半圆拱巷道宽2m,巷道壁高1m,风速1m/s，问此巷道风量是多少。 例2：某煤巷掘进断面积3m2,风量36 m3/min，风速超限吗？ 四、矿井瓦斯涌出量的计算： 1、矿井绝对瓦斯涌出量计算（Q瓦）
Q 瓦=QC （m 3/min ） 式中Q ：为工作面的风量；C ：为工作面的瓦斯浓度（回风流瓦斯浓度-进风流中瓦斯浓度） 例：某矿井瓦斯涌出量3 m 3/min ，按总回风巷瓦斯浓度不超限计算矿井供风量不得小于多少。 2、相对瓦斯涌出量（q 瓦） q 瓦=1440Q 瓦*N T （m 3/t ） 式中Q 瓦：矿井绝对瓦斯涌出量；1440：为每天1440分钟； N ：工作的天数（当月）； T ：当月的产量 五、全矿井风量计算： 1、按井下同时工作最多人为数计算 Q 矿=4NK （m 3/min ） 式中4：为《规程》第103条规定每人在井下每分钟供给风量不得少于4立方米；N ：井下最多人数；K ：系数（~） 2、按独立通风的采煤、掘进、硐室及其他地点实际需要风量的总和计算 Q 矿=（∑Q 采+∑Q 掘+∑Q 硐…+∑Q 其他）×K 式中K ：校正系数（取~） 六、采煤工作面需风量 1、按瓦斯涌出量计算 Q 采=100×q 采×K CH4 （m 3/min ） 式中100：为系数； q 采：采煤工作面瓦斯涌出量（相对）； K CH4：瓦斯涌出不均衡系数（取~） 2、按采面气温计算：
毕业设计说明书
题目：矿井提升及运输设备选型设计 成绩： 指导教师：（签字） 职务： 200年月日 阳泉职业技术学院 毕业设计答辩记录卡 机电系机电一体化专业姓名梁文芳 答辩内容
记录员：（签名）成绩评定 专业答辩组组长：（签名） 200年月日
摘要 本设计主要对矿井生产所用的提升及运输设备的选型进行的一次合理选择。 矿井提升需要用一些专用的提升设备，主要有提升容器，提升钢丝绳，提升机，井架，装卸载设备以及一些辅助设备。矿井提升设备是矿山较复杂而庞大的机电设备，它不仅承担物料的提升与下放任务，同时还上下人员。矿井运输是煤炭生产过程的一部分，煤炭的井工生产中，运输线路长，巷道条件多种多样，运输若不畅通，采掘工作就无法继续进行，井工生产的煤矿运输作业，包括从工作面到矿井地面的煤炭运输和辅助运输，辅助运输包括矸石、材料、设备和人员运输。 本书分四篇就以上几种设备的选型计算方法进行系统论述。 关键词：提升机、运输机
Abstract The origin designs mainly to the mineral well produce use of promote and transport a choose of equipments a type to carry on of a reasonable choice. The mineral well promotes to need to be use some appropriatively promote an equipments, mainly have already promoted container, promote a steel wire rope, promote machine, well, pack to unload equipments and some assistance equipmentses.The mineral well promotes an equipments is mineral mountain more complicated but huge machine electricity equipments, it not only undertake a promote of material with next permissive duty, in the meantime return top and bottom personnel.The mineral well conveyance is a coal production line of a part, the well work of coal produce medium, conveyance circuit long, the tunnel condition is varied, conveyance if not unimpeded, digging work can't continue to carry on, the well work produce of coal mine conveyance homework, include from work noodles go to mineral well ground of coal conveyance and assistance transport and lend support to a conveyance to include Gan stone, material, equipments and personnel to transport. This book divides 4 to carry on system elaboration on the above several equipment's shaping computational method. Keyword:Promote machine transport machine
一、通风设备选型 A 、设计依据 1、进出风井井口标高 （1）主斜井：+1810m （2）副斜井：+1819m （3）回风斜井：+1819m （4）矿井现有2台FBCDZ-6-№18/2×90型防爆对旋轴流式主要通风机，其中1台运行、1台备用，配用电机功率2×90kW ，下面对矿井主要通风机进行校验。 2、矿井通风风量 （1）通风容易时期风量：s （2）通风困难时期风量：s 3、矿井通风阻力 （1）通风容易时期阻力：，自然风压忽略； （2）通风困难时期阻力：，自然风压忽略。 B 、通风机风量、风压及管网阻力系数计算 矿井主要通风设备应具备的通风风量及通风风压如下： 1、通风机工作风量 （1）通风容易时期：Qf1=KQ1=×67=s （2）通风困难时期：Qf2=KQ2=×71=s 2、通风机工作风压 矿井处于高山地区（回风斜井1819m ），考虑海拔因素影响，对矿井风压进行修正。根据《采矿工程设计手册》，按下式对矿井风压修正： h p h k 8 .96.13760??= 经修正，通风容易时期风压：h k1＝，通风困难时期风压：h k2＝。 （1）通风容易时期：H 1= h k1＋h zh ＋h zr =＋300＋0= （2）通风困难时期：H 2 =h k2＋h zh ＋h zr =＋300＋0= 3、通风网路阻力系数计算 （1）通风网路阻力系数计算 通风容易时期：R 1=H 1/ Q f12= =通风困难时期：R 2=H 2/ Q f22= =（2）通风网路特
性曲线方程 通风容易时期：H 1=R 1 Q2= 通风困难时期：H 2=R 2 Q2= C、设备选型及运行工况点 矿井回风斜井（+1819m）各时期均利用2台FBCDZ-6-№18型防爆对旋轴流式主要通风机，其中1台运行、1台备用；每台风机配置2台YBF-315M-6型矿用防爆型电机（N=90kW，U=380/660V，n=980r/min）。主要通风机参数如表6-2-1。 表6-2-1 主要通风机参数 主要通风机运行工况点 通风容易时期通风机运行工况点参数如下： M 1=s H 1工 = α 1工 =-5°η 1工 =% 通风困难时期通风机运行工况点参数如下： M 2=s H 2工 = α 2工 =0°η 2工 =74% 主要通风机运行工况点见图6-2-1 2400 2000 1600 1200 800 400 图6-2-1 主要通风机运行工况图 根据通风机运行工况点，可知主要通风机在通风各个时期均在高效的区域内稳定、可靠的运行。 D、主要通风机电机运行功率计算
. ... .. 矿井通风参数计算手册 2005年九月 前言 在通风、瓦斯抽放与利用、综合防尘的设计及报表填报过程中，经常需要进行一些计算，计算过程中经常要查找设计手册、规程、细则、文件等资料，由于资料少，给工作带来不便，为加强通风管理工作，增强“一通三防”理论水平，提高工作效率；根据现场部分技术管理人员提出的要求，结合日常工作需要，参考了《采矿设计手册》，《瓦斯抽放细则》、《防治煤与瓦斯突出细则》、《瓦斯抽放手册》，矿井通风与安全，煤矿安全读本等资料，编写了通风计算手册，以便于通风技术管理人员查阅参考，由于时间伧促，错误之处在所难免，请各位给预批评指证。 2005年9月 . .. .c
编者
目录 一、通风阻力测定计算公式 (1) 二、通风报表常用计算公式 (7) 三、矿井通风风量计算公式 (10) 四、矿井通风网路解算 (24) 五、抽放参数测定 (16) 六、瓦斯抽放设计 (24) 七、瓦期泵参数计算 (26) 八、瓦斯利用 (27) 九、综合防尘计算公式 (28) 十、其它 (30) 通风计算公式 一、通风阻力测定计算公式 1、空气比重（密度）ρ A：当空气湿度大于60%时 P(kg/m3) ρ=0. 461 T 当空气湿度小于60%时
ρ =0. 465T P (1-0.378 P P 饱 ?) (kg/m 3) P~大气压力(mmHg) T~空气的绝对温度 (K) ?~空气相对湿度 (%) P 饱~水蒸气的饱和蒸气压（mmHg ） B ： 当空气湿度大于60%时 ρ =0. 003484 T P (kg/m 3) 当空气湿度小于60%时 ρ =0. 003484 T P (1-0.378P P 饱?) (kg/m 3) P~大气压力(pa) T~空气的绝对温度 (K) ?~空气相对湿度 (%) P 饱~水蒸气的饱和蒸气压（pa ） 2、井巷断面（S ） A ：梯形及矩形断面 S=H ×b (m 2) B ：三心拱 S= b ×(h+0.26b) (m 2) C ：半圆形 S= b ×(h+0.39b) (m 2) 式中
0前言 矿山运输是煤炭生产中非常重要的环节，从井下采煤工作面采出的煤炭，只有通过矿井运输和提升将其运到地面，才能够加以利用。矿井运输和提升在矿井生产中担负着以下任务：1.将工作面产出的煤炭运送到地面装车站；2.将掘进出来的矸石运往地面矸石场或矸石综合加工厂；3.将井下生产所必需的材料、设备运往工作面或其他工作场所；4.运送井下工作人员。可以说矿井运输是矿井生产的“动脉”和“咽喉”，其设备在工作中一旦发生故障，将直接影响生产，甚至造成人身伤害。此外矿井运输的耗电量很大，一般占矿井生产总耗电量的50%以上。因此，合理选择维护使用这些设备，使之安全可靠，经济高效的运行，对保证矿井安全高效的生产，提高煤炭企业经济效益，具有重要的现实意义。 由于矿井运输设备是在井下巷道内工作，空间受到限制，故要求它们结构紧凑，外部尺寸尽量小；同时因工作地点经常变化，又要求其中的许多设备应便于移置；另外，由于井下有瓦斯、煤尘、淋水、潮湿等特殊环境，还要求设备防爆耐腐蚀等。 建国以来，我国矿山运输设备在技术上有了很大的发展。各种运输设备均能批量生产并投入使用。目前国外工作面刮板输送机的最大工作长度达到45m，最大输送能力达到5000t/h，最大功率达到2000kw。我国最新研制装机容量和生产能力最大的刮板输送机装机功率也超过500kw，链速达到1.21m/s，输送长度达到200m以上，工作能力达到1000t/h。 在带式输送机方面，近年来国内外带式输送机向着长距离，高带速，大运量，大功率，长寿命，低能耗智能化方向发展。目前国外在矿井下使用的带式输送机已经达到主要技术指标见下表1.1： 表1-1 国外带式输送机的主要技术指标 主要参数国外300~500万吨/年高产高效矿井 采区平巷可伸缩带式输 送机大巷与斜井固定式强力 带式输送机 运距/m 2000~3000 ＞3000 带速/m 3.5~4 输送量/t 2500~3000 3000~4000 驱动总功率/kw 1200~2000 1500~3000最大10100 我国生产的带式输送机技术水平也有很大的提高，煤矿井下用大功率、长距离带式输
第三章矿井通风设备选型设计 第一节矿井通风设备选型设计概要 一、矿井通风设备选型设计基本原则 矿井通风机选型设计的主要任务是合理选择通风机的型式、型号(叶轮直径)，确定电动机的容量、型号及传动方式，确定通风机的运转工况点。矿井通风设备能否连续正常运转，关系着煤矿的安全生产，运转效率的高低影响着矿井的电力消耗及生产成本。因此，矿井通风机选型设计中的基本原则，就是保证通风机运转的可靠性及经济技术合理性。根据这个原则，在矿井通风机选型设计中，应充分考虑以下问题： 1 保证安全运转 矿井通风机的安设地点、配置方式、备用台数，必须符合《煤矿安全规程》规定，优先考虑选择运行可靠，便于维护检修的产品做为矿井通风机，以保证其能不间断地向井下供给足够数量的新鲜空气，满足安全、生产的需要． 2 设备性能符合矿井的需要 通常情况，矿井投产初期产量较低，巷道较短，因之需要的风量较小，通风的阻力较小，随着矿井生产的发展，其需要的风量及通风的阻力也将逐渐增加。为了保证通风机的经济运转，在选型设计时，既要考虑到初期的需要，也要考虑到矿井的发展，使其整个服务期间风量、负(正)压均能满足矿井通风的需要，在比较高效的工作区运转。 3 经济合理 选择通风机时，不但要考虑其设备、安装及土建工程费用，而且要考虑其运转、维护费用，要把初期的建设投资和投入使用后的运转、维护费用结合一起进行对比选择，以保证通风机在整个服务期间的经济合理性。 4 噪声符合规定 选择通风机时，应使其噪声符合环境保护的规定。若达不到规定要求时，应考虑消声措施。 二、矿井通风设备选型设计的基本要求 1 应满足第一水平各个时期的负压变化，并适当照顾下一水平的通风要求，当负压变化较大时，可考虑分期选择电动机，但初装电动机的使用年限不宜少于10年； 2 应留有一定的余量，轴流式通风机在最大设计负压和风量时，轮叶安装角度一般至少比允许围小50 ；离心式通风机的设计转速，一般不大于允许最大转速的90％， 3 通风设备(包括风道，风门)的漏风损失，当风井不作提升用时，按风量的10～15％计算，当为箕斗井时，按15～20％计算，罐笼井时，按25～30％计算，但罐笼井一般不应作为出风井。 4 通风设备的安装布置，应考虑下列要求： (1)在同一通风井后期需要更换通风机时，应预留风道接口和通风机房的位置。 (2)反风风门的起重质量大于1000kg时，应采用电动，手摇两用的风门绞车，并集中操作，手动风门绞车应集中布置。 （5）确定通风设备的反风装置时，如风机可以逆转反风，反风量满足《煤矿安全规程》
第三部分矿井提升设备选型设计设计原始数据 主井提升：1、矿井年产量A=90万吨； 2、工作制度：年工作300天，日工作18小时； 3、矿井为单水平开采，井深 4、提升方式为立井单绳缠绕提升； 5、散煤容重r=0.9t/m3。 设计要求： 1、矿井深度数H S=270米； 2、装载高度H2=18M； 3、卸载高度H X=18M； 一、提升容器的选择 在矿井年产量，工作制度一定的情况下，我们可以选择大容量容器低速提升，也可选择小容量容器以较高速度提升，这两种提升方式，前者因容量大，所需提升钢丝绳直径粗，提升机直径大，电动机功率大。 一般认为经济的提升速度为 V j＝（0.3～0.5）√H ＝米/秒 式中 H——提升高度（米） 一般情况下取中间值进行计算，即V j＝0.4√306＝7米/秒,对于箕升H=H S+H X+H Z＝270＋18＋18＝306（米） 式中H S——矿井深度=270米；
H X——卸载水平与井口高差（卸载高度），箕斗提升H X=18m. H Z——装卸高度，箕斗提升H Z=18m。 根据经济速度，可以估算经济提升时间 T j=V j/a＋H/V j＋u＋θ＝7/0.8＋306/7＋10＋10＝72.5（秒） 式中α——提升加速度，对于箕斗，可取0.8米/秒2。。 u——容器爬行阶段附加时间，可暂取10秒（对于箕斗）。 θ——每次提升终了后的休止时间，可暂取10秒。 从而可求出一次经济提升量 Ｑj ＝C·a f·A a·T j/3600bt ＝1.15×1.2×900000×72.5/(3600×300×18) ＝4.63吨/次 式中A n——矿井年产量90（吨/年） a f——提升富裕系数，对第一水平要求≥1.2 C——提升不均匀数有井底煤仓c=1.15 t——日工作小时数（一般取18小时） b——年工作日（一般取300天） 根据计算所得Ｑj从箕斗规格表中选取JL-6型立井单绳箕斗。主要参数如下： 型号：JL-6 名义装载质量6t 有效容积：6.6m3提升钢丝绳直径：43mm 钢丝绳罐道直为32～50mm；数量为4个 刚性罐道：2个380N/m钢轨箕斗质量：5t
矿井通风设计施工时的基本原则和要求
通风系统合理可靠的含义
通风网络图的绘制 矿井风量计算办法 按照《煤矿安全规程》第一百零三条：“煤矿企业应根据具体条件制定风量计算方法，至少每5年修订1次”，要求，根据《煤矿井工开采通风技术条件》（AQ1028-2006）、《煤矿通风能力核定标准》（AQ1056-2008），结合本矿开采的实际情况，制定本办法。 一、全矿井需要风量的计算 全矿井总进风量按以下两种方式分别计算，并且必须取其最大值： 1、按井下同时工作的最多人数计算矿井风量： Q 矿进=4×N×K 矿通 （m3/min） 式中：Q 矿进 ——矿井总进风量，m3/min； 4——每人每分钟供给风量，m3/min.人； N——井下同时工作的最多人数，人； K 矿通——矿井通风需风系数（抽出式取K 矿通 =～）。 2、按各个用风地点总和计算矿井风量： 按采煤、掘进、硐室及其他巷道等用风地点需风量的总和计算： Q 矿进=（∑Q 采 +∑Q 掘 +∑Q 硐 +∑Q 其他 ）×K 矿通 （m3/min） 式中：∑Q 采 ——采煤工作面实际需要风量的总和，m3/min； ∑Q 掘 ——掘进工作面实际需要风量的总和，m3/min； ∑Q 硐 ——硐室实际需要风量的总和，m3/min； ∑Q 其他 ——矿井除了采、掘、硐室地点以外的其他巷道需风量的总和，m3/min。 K 矿通——矿井通风需风系数（抽出式K 矿通 取～）。 二、采煤工作面需要风量 按矿井各个采煤工作面实际需要风量的总和计算： ∑Q 采=∑Q 采i +∑Q 采备i （m3/min） 式中：∑Q 采 ——各个采煤工作面实际需要风量的总和，m3/min； Q 采i ——第i个采煤工作面实际需要的风量，m3/min； Q 采备i ——第i个备用采煤工作面实际需要的风量，m3/min。 每个采煤工作面实际需要风量，按工作面气象条件、瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、人员和爆破后的有害气体产生量等规定分别进行计算，然后取其中最大值。有符合规定的串联通风时，按其中一个采煤工作面实际需要的最大风量计算。 1、按气象条件计算： Q 采=Q 基本 ×K 采高 ×K 采面长 ×K 温 （m3/min）
盘县石桥老洼地煤矿 运输设备设计选型计算书
二零一四年 运输设备设计选型计算 一、概述 1、矿井设计生产能力 矿井设计生产能力为30t/年；主干系统包括通风、提升、运输。 2、井下运输 112运输石门和113运输石门用CDXT-2.5T型特殊防爆型蓄电池机车牵引1t固定箱式矿车运煤和矸石。其他运输为皮带、溜子运输。 运输方式的选择 一、运输方式
本矿井为高瓦斯突出矿井，112运输石门和113运输石门选用2.5t 特殊防爆型蓄电池机车牵引运输。煤、矸石采用2.5t固定式矿车装载，设备、材料用平板车或材料车装载，蓄电池机车牵引运输。 二、主要运输巷道断面、支护方式、坡度及钢轨型号 １、矿井巷道断面及支护方式 矿井下元炭煤层运输大巷采用料石砌碹支护方式，大白炭煤层运输大巷采用料石砌碹支护方式。 ２、坡度 矿井主要运输巷道和石门的轨道运输坡度,均取千分之三的坡度。 ３、钢轨型号 矿井主要运输斜井及石门敷设22㎏/m钢轨，600㎜轨距，木料轨枕。主平硐敷设30㎏/m钢轨，600㎜轨距，石料轨枕。 矿车 一、矿车选型 本矿井运载原煤的矿车选用600㎜轨距、MG1.1-6A型，1t固定式矿车。 二、各类矿车的数量 １、一吨固定式矿车 按排列法计算矿井达到设计生产能力时需用MG1.1-6A型１t固定式矿车6辆。 ２、1t材料车
矿井运送材料采用MG1.1-6A 型一吨材料车，材料车数量为矿车， 为4辆。 ３、1t 平板车 矿井运送设备采用MP1.1-6A 型1t 平板车，平板车数量为5辆。 运输蓄电池机车选型 一、设计依据 本矿井属高瓦斯矿井，井下运输选用CDXT-2.5T 型，600轨距， 特殊防爆型蓄电池机车牵引矿车。 本矿井在主平洞开拓113运输石门，113运输石门的材料、煤、 矸石需经主平洞运输，输距离均为1000m ，112回风石门前期运输距 离为210m 矸石率 20% 装运容器 MG1.1－6A 大巷轨道坡度 3‰ 二、设计选型计算 １、机车牵引能力 t 4.315 .1304.0110312224.01000=++++??=Q 蓄电池机车牵引MG1.1-6A 型1t 固定式矿车数量取4辆。 ２、机车电机过热能力校核 (1)蓄电池机车牵引空车时的牵引力
矿井通风设备选型 一、通风方式和通风系统 （一）通风方式 本矿井通风方法为机械抽出式。矿井采用中央并列式通风。 （二）通风系统 进风井为主斜井、副斜井，回风井为回风斜井。 投产期通风系统：主斜井、副斜井进风，回风斜井回风，新鲜风流从主斜井、和副斜井进入，经运输暗斜井、轨道暗斜井、运输大巷、轨道大巷、运输下山、轨道下山、运输石门、采面运输巷至10701采面，乏风经回风斜巷进入回风斜井，然后排至地面。 本矿按煤与瓦斯突出矿井进行设计。在风井场地设通风机，通风方式为并列式。 选用型高效节能防爆对旋轴流通风机；当矿井初期风量和负压较小时，可调节风机叶片安装角度和采用变频方式改变风机的转速来满足矿井通风要求。 反风方式，采用风机反转反风。 二、回风斜井通风设备选型 ㈠计依据： 容易时期风量：73m3/s；负压：860.6Pa 困难时期风量：73m3/s；负压：1174.6Pa 回风井的井口海拔标高为+1316m，当地大气密度ρ1=1.03kg/m3。 ㈡通风设备选型： 根据矿井通风资料，经多方案比较筛选后可供选择的方案列于表7-2-1。 表7-2-1 回风斜井通风机选型比较表
由表7－2－2可知GAF型轴流通风机，投资高、占地面积大、土建费用高、土建施工工期长。而FBCDZ风型风机具有投资低，占地面积小，土建费用低，安装、维护简单等优点。故推荐方案一。 经技术经济比较，回风井选用风机FBCDZ-8-No21B型，740 r/min，一台工作，一台备用。配套电机为防爆电动机（660V，132kW，740r/min），每台风机额定风量为48～107m3/s，额定风压为670～2600Pa。风机特性曲线参见图7-2-2。 根据本矿井前后期负压变化较大的特点，在调整好需要的叶片角度后，通过变频调速达到实际所需风量，可实现风机前后期均处于较佳的工况点运行。 风机订货前应由厂家针对本矿井风量、负压情况对风机选型进行校验，设计
矿井提升机的选型原则 对于年产量大于600kt的大、中型矿井，由于提升煤炭及辅助工作最均较大，一般均设主、副井2套提升设备。主井采用箕斗提升煤炭，副井采用罐笼完成辅助提升任务，如提升矸石、升降入员和下放材料、设备等。矿山机械设备对于年产量小于300kt 的小型矿井，如果仅用1套罐笼提升设备就可以完成全部主、副井的提升仟务时，则采用丨套提升设备是经济的。对于年产量大于1800kt的大型矿井，主井往往需要2套箕斗提升设备，副井除配备1套罐笼提升设备外，多数尚需要设置1套单容器平衡锤系统专门提升矸石。(2) 一般情况下，主井均采用箕斗提升方式。但在特殊条件下，例如矿井生产的煤质品种多，且需分别运送，或是保证煤炭有足够的块度，只好采用罐笼作为主井的提升设备。(3) 为了提高生产率，中型以上的矿井原则上都要采用双钩提升。矿山机械设备如果矿井同时开采水平数过多，采用平衡锤单容器提升方式也是比较方便的。(4) 根据我国H前的实际情况，对于小型矿并，以采用单绳缠绕式提升系统为宜。对于年产量9001ct以上的大甩矿井，以采用多绳摩擦提升系统为宜。矿山机械设备对于中型矿并，如井较浅，可采用单绳缠绕系统；井较深时，也可采用多绳摩擦提升系统，或主井采用单绳箕斗，副井采用多绳摩擦罐笼提升。(5)
矿井若有2个水平，且分前、后期开采时，提升机、井架或井塔等大型固定设备要按最终水平选择。提升容器、钢丝绳和提升电动机根据实际情况也可按第一水平选择，待井筒延伸到第二水平时，另行更换，但电动机以换装一次为宜。(6) 对于斜井，目前应采用单绳缠绕式提升机。(7) 地面生产系统靠近井口时，采用箕斗提升可以简化煤的生产流程；若远离井口，地面尚需一段窄轨铁路运输，应采用罐笼提升。以上所述，仅提出了决定提升方式的一般原则。矿山机械设备在具体的设计工作中，要根据矿井的具体条件，提出若干可行的方案，然后对基建投资、运转费用、技术的先进性诸方面进行技术经济比较，同时还要考虑到我国提升设备的生产和供应情况，才能决定合理的方案。矿山机械设备特别是计算机技术在煤矿的日益广泛应用，为矿井设计和优化设计提供了更为有利的条件。
矿井通风参数计算手册 2005年九月 前言 在通风、瓦斯抽放与利用、综合防尘的设计及报表填报过程中，经常需要进行一些计算，计算过程中经常要查找设计手册、规程、细则、文件等资料，由于资料少，给工作带来不便，为加强通风管理工作，增强“一通三防”理论水平，提高工作效率；根据现场部分技术管理人员提出的要求，结合日常工作需要，参考了《采矿设计手册》，《瓦斯抽放细则》、《防治煤与瓦斯突出细则》、《瓦斯抽放手册》，矿井通风与安全，煤矿安全读本等资料，编写了通风计算手册，以便于通风技术管理人员查阅参考，由于时间伧促，错误之处在所难免，请各位给预批评指证。 月9年2005 者编 目录 一、通风阻力测定计算公式 (1) 二、通风报表常用计算公式 (7) 三、矿井通风风量计算公式 (10) 四、矿井通风网路解算 (24)
五、抽放参数测定 (16) 六、瓦斯抽放设计 (24) 七、瓦期泵参数计算 (26) 八、瓦斯利用 (27) 九、综合防尘计算公式 (28) 十、其它 (30) 通风计算公式 一、通风阻力测定计算公式 1、空气比重（密度）?A：当空气湿度大于60%时 P3 (kg/m) =0. 461 ?T时60%当空气湿度小于 ?PP3) (1-0.378 (kg/m) =0. 465饱?TP P~大气压力(mmHg) T~空气的绝对温度(K) ~空气相对湿度(%) ?P~水蒸气的饱和蒸气压（mmHg）饱B：当空气湿度大于60%时P3) (kg/m =0. 003484 ?T当空气湿度小于60%时 ?PP3) =0. 003484 (kg/m(1-0.378) 饱?TP P~大气压力(pa) T~空气的绝对温度(K) ~空气相对湿度(%) ?P~水蒸气的饱和蒸气压（pa）饱2、井巷断面（S） A：梯形及矩形断面 2) (m b S=H×B：三心拱 2) (m S= b×(h+0.26b)
《矿井运输与提升设备》课后习题及答案 绪论 1、矿井运输的任务是什么？ 答：⑴把工作面采下的煤经由井下巷道及井筒运输提升至地面指定地点 ⑵把掘进工作面掘下的矸石经由井下巷道及井筒运输提升至地面矸石山 ⑶承担往返运送人员和矿井生产用的设备，材料。 2、矿井运输的特点是什么？ 答：⑴井下运输设备在巷道中工作，受井下巷道空间的限制，因而运输设备结构应紧凑，尺寸尽量小。 ⑵井下运输环节多，运输线路长短不一且经常变化，水平和倾斜线路交叉相连，同时还有装载，卸载等辅助设备。为了适应各种不同工作条件的需要，要求矿井运输设备有多种类型。 ⑶井下运输的流动性强。随着工作面的推进，运输线路和设备需要伸长和缩短，运输设备的工作地点也随之改变。 ⑷运输设备在井下工作时，工作条件比较恶劣，在周围环境中往往存在瓦斯和粉尘，因此，要求井下运输设备具有耐腐蚀，耐粉尘以及防爆安全性能。 3、井下运输设备按牵引原理分为哪几类？ 答：主要有链啮合牵引、挠性体摩擦牵引、车轮粘着牵引和钢丝绳缠绕牵引四种类型。 第一章刮板输送机 一、填空题 1、作为采区巷道用的刮板输送机是由( 刮板链)、(溜槽)、(机头部)、( 机尾部)。 等基本部件组成，根据设备配套要求和工作需要，还有(铲煤板)、(挡煤板)、(机头支撑推移装置)等其他部件。 2、刮板输送机机尾部分有(驱动装置)和(无驱动装置)两种。 二、判断题 1、一般的刮板输送机能在25度以下的条件下使用。(√) 2、轻型刮板输送机的链轮寿命，应不低于一年(√) 3、刮板输送机的电动机，使用双速电机时，以低速绕组启动，达到一定转速时，换接高速绕组常态运转。(√) 4、顺槽中使用的挡煤板，仅为增加装载量和防止洒煤之用。(√) 5、刮板，链条不与中板接触，两侧与槽帮形状相同，刮底清帮效果好。(√) 6、刮板输送机的刮板变形严重时，通过链轮时容易掉链。(√) 7、双链式刮板链采用长链，应按规定长度出厂选择配对，以减少两条链受力不均，在使用中也不得拆对。(√) 8、刮板输送机使用封底槽时，安装下股刮板链和处理下股链事故较困难。(√) 三、问答题 1、工作面用刮板输送机有哪些功能？ 答：工作面刮板输送机除了运煤之处，还有四种功能：给采煤机作运行轨道；为拉移液压支架作依托固定点；清理工作面的浮煤；悬挂电缆，水管，乳化液管等。
煤矿巷道及通风计算公式 一、常见断面面积计算： １、半圆拱形面积=巷宽×(巷高+０、39×巷宽) ２、三心拱形面积=巷宽×(巷高＋0、２6×巷宽) 3、梯形面积=(上底＋下底)×巷高÷2 4、矩形面积=巷宽×巷高 二、风速测定计算: V表=ｎ／t （m／s) (一般为侧身法测风速） 式中:Ｖ表:计算出得表速；n:见表读数；t:测风时间（s） V真＝ａ+ b×V表 式中:V真：真风速（扣除风表误差后得风速)； a、b:为校正见表常数。 V平=ＫV真=（S－0、4）×V真÷S 式中：K为校正系数(侧身法测风时K=（S—0、4)/Ｓ,迎面测风时取1、14）;S为测风地点得井巷断面积 三、风量得测定: Q＝SV 式中Q：井巷中得风量（m３/s）;S:测风地点得井巷断面积（m2)；V:井巷中得平均风速(m／ｓ） 例１：某半圆拱巷道宽2m，巷道壁高1m,风速１m／ｓ，问此巷道风量就是多少。 例2：某煤巷掘进断面积3m2，风量3６m3／mｉn，风速超限吗？ 四、矿井瓦斯涌出量得计算: 1、矿井绝对瓦斯涌出量计算（Q瓦） Q瓦=QC(m3/miｎ） 式中Q:为工作面得风量；C：为工作面得瓦斯浓度(回风流瓦斯浓度-进风流中瓦斯浓度）例:某矿井瓦斯涌出量3 m3/miｎ，按总回风巷瓦斯浓度不超限计算矿井供风量不得小于多少。 2、相对瓦斯涌出量(q瓦) q瓦= （m3/t) 式中Q瓦:矿井绝对瓦斯涌出量；１４40:为每天１４４0分钟; Ｎ：工作得天数（当月)；T:当月得产量 五、全矿井风量计算: １、按井下同时工作最多人为数计算 Ｑ矿＝4NK （m3/ｍｉn） 式中4:为《规程》第１03条规定每人在井下每分钟供给风量不得少于４立方米；N：井下最多人数;Ｋ：系数(1、２～１、5） 2、按独立通风得采煤、掘进、硐室及其她地点实际需要风量得总与计算 Q矿=(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐…+∑Q其她）×K 式中Ｋ：校正系数(取１、2~1、8） 六、采煤工作面需风量 1、按瓦斯涌出量计算 Q采=100×q采×KCH４(m3/min) 式中１0０：为系数；q采：采煤工作面瓦斯涌出量（相对); KＣH4:瓦斯涌出不均衡系数（取１、4～２、0)
摘要 在矿井的生产中，矿井运输占有重要的地位。其中，矿用的采煤机，刮板运输机，胶带输送机，矿用电机车是井下运输中的核心设备，这些集机械、电子、液压于一体的器械的有机组合，大大增加的煤矿的运输、生产效率。而人们对于矿井运输设备的选型设计有严格的要求，首先对具体煤矿的工作条件、产量、运输量进行精确的测量与计算，然后选择最符合要求的矿井运输设备的型号，用最小的经济投入换来运输机械的最大效率，。本文简要介绍了矿井运输系统中这几种常用的运输设备，对矿井运输系统进行了简要概述，对于刮板输送机、转载机、可伸缩胶带输送机、上下山输送机及运输大巷电机车这几类运输设备给出了具体的选型原则并有较详细的文字说明，其中对刮板输送机、可伸缩胶带输送机和电机车的选型给出了详细的计算和说明。 关键字刮板输送机；可伸缩胶带输送机；电机车
Abstract In mine production, mine transport occupies an important position. Among them, the mine Shearer, scraper transport planes, belt conveyor, the mine is underground locomotive power in the core transport equipment, these sets mechanical, electronic, hydraulic equipment in one of the organic combination of the big increase in coal mine Transport, production efficiency. People for the Selection of mine transportation equipment, design of stringent requirements, the first coal mine on the specific conditions of work, production, transport of accurate measurement and calculation, and then choose the most to meet the requirements of the mine transportation equipment models, with the smallest In exchange for economic transport machinery of the greatest efficiency,. This paper introduces the mine transport systems commonly used in these types of transport equipment, mine transport system a brief overview of the scraper conveyor, reproduced machine, retractable belt conveyor, conveyor and down the mountain on the roadway motor vehicles These types of transportation equipment is given a specific principle of selection and a more detailed text, the scraper conveyor, retractable belt conveyor motor vehicles and the selection is given a detailed calculation and annotations. Keywords scraper conveyor retractable belt conveyor motor vehicles
X X煤矿主通风系统选型 设计说明书 一、XX矿主要通风系统状况说明 根据我矿通风部门提供的原始参数：目前矿井总进风量为2726m3/min，总排风量为2826m3/min，负压为1480Pa，等积孔1.46㎡。16采区现有两条下山，16运输下山担负采区运输、进风，16轨道下山担负运料、行人和回风。我矿现使用的BDKIII-№16号风机2×75Kw，风量范围为25-50m3/S，风压范围为700-2700Pa，已不能满足生产需要。 随着矿井往深部开采及扩层扩界的开展，通风科提供数据 要求：矿井最大风量Q 大:6743m3/min，最大负压H 大 :2509Pa。现 在通风系统已不能满足生产要求，因此需对主通风系统进行技术改造。 二、XX煤矿主通风系统改造方案 根据通风科提供的最大风量6743m3/min，最大负压2509Pa，经选型计算，主通风机需选用FBCDZ-№25号风机2×220Kw。由于新选用风机能力增加，西井风机房低压配电盘、风机启动柜等也需同时改造。本方案中，根据主通风机选用的配套电机功率，选用高压驱动装置。即主通风系统配置主通风机2台，高压配电柜6块，高压变频控制装置2套，变压器1台。
附图：主通风机装置性能曲线图 附件：主通风机选型计算 附件： 主扇风机选型计算 根据通风科提供数据，矿井需用风量为Q:67433/min m ，通风容易时期负压min h :1480Pa ，通风困难时期负压max h :2509Pa,矿井自然风压 z h :±30Pa 。 1、 计算风机必须产生的风量和静压 （1）、通风机必须产生的风量为 f l Q K Q ==67433/min m =112.43/m s （2）根据通风科提供数据，在通风容易时期的静压为1480Pa ，在通风困难时期的静压为2509Pa 。 2、 选择通风机型号及台数 根据计算得到的通风机必须产生的风量，以及通风容易时期和
前言 毕业设计是高校教学中最后一个环节，它是在学生学习了一系列专业基础课程和专业课程，并且在实习、实践基础上，利用自己所学知识，结合生产实际，在老师指导、帮助下，自行设计与解决实际问题的过程。它是学生三年大学课程的一次全面总结和综合利用，通过毕业设计不仅可以巩固所学的专业知识，而且可接触实际，发现不足，开拓视野，在实践中检验和丰富所学知识，增强分析和解决问题能力，因此它是非常重要的一个环节。 随着社会主义建设与改革开放的深入，与在当前市场经济条件下激烈的竞争，一切企业必须进行深刻改革与创新，更对我们工程技术人员提出了严峻要求，我们不仅要有专业技术方面的能力，更要有经济头脑，我们所设计与提供的产品，将是更为轻巧、灵便、美观、经济的，所以我们在设计中要大胆革新，换新见解、新方案，紧密联系所学知识，向最优秀化靠近。 由于设计者水平、时间、资料有限，设计中错误在所难免，恳请各位老师导。
目录 摘要1 第一章绪论1 第一节矿山运输设备在现代矿井生产中的作用1 第二节矿井运输设备的类型1 第三节国内外矿井运输设备发展状况2 第二章刮板输送机4 第一节概述4 第二节刮板输送机的结构特点及功能分析6 第三节刮板输送机的选型计算10 第四节工作面刮板机的使用维护与问题诊断13 第三章顺槽机16 第一节概述16 第二节顺槽桥式机的结构特点及功能分析17 第三节顺槽机的选择18 第四节顺槽机的使用与维护18 第四章可伸缩带式输送机19 第一节概述19 第二节带式输送机结构特点及功能分析22 第三节可伸缩胶带输送机选型计算24 第四节可伸缩胶带输送机的使用与维护27 第五章矿用电机车31 第一节概述31 第二节矿用电机车的构造及其原理31 第三节电机车运输选型计算33 第四节矿用电机车的操作与维护37 结束语41 参考文献42 致谢43
XX煤矿主通风系统选型 设计说明书 一、XX矿主要通风系统状况说明 根据我矿通风部门提供的原始参数：目前矿井总进风量为2726m3/min，总排风量为2826m3/min，负压为1480Pa，等积孔1.46㎡。16采区现有两条下山，16运输下山担负采区运输、进风，16轨道下山担负运料、行人和回风。我矿现使用的BDKIII-№16号风机2×75Kw，风量范围为25-50m3/S，风压范围为700-2700Pa，已不能满足生产需要。 随着矿井往深部开采及扩层扩界的开展，通风科提供数 :6743m3/min，最大负压据要求：矿井最大风量Q 大 :2509Pa。现在通风系统已不能满足生产要求，因此需对H 大 主通风系统进行技术改造。 二、XX煤矿主通风系统改造方案 根据通风科提供的最大风量6743m3/min，最大负压2509Pa，经选型计算，主通风机需选用FBCDZ-№25号风机2×220Kw。由于新选用风机能力增加，西井风机房低压配电盘、风机启动柜等也需同时改造。本方案中，根据主通风机选用的配套电机功率，选用高压驱动装置。即主通风系统配置主通风机2台，高压配电柜6块，高压变频控制装置2套，变压器1台。
附图：主通风机装置性能曲线图附件：主通风机选型计算
附件： 主扇风机选型计算 根据通风科提供数据，矿井需用风量为Q:67433/min m ，通风容易时期负压min h :1480Pa ，通风困难时期负压max h :2509Pa,矿井自然风压z h :±30Pa 。 1、 计算风机必须产生的风量和静压 （1）、通风机必须产生的风量为 f l Q K Q ==67433/min m =112.43/m s （2）根据通风科提供数据，在通风容易时期的静压为1480Pa ，在通风困难时期的静压为2509Pa 。 2、 选择通风机型号及台数 根据计算得到的通风机必须产生的风量，以及通风容易时期和通风困难时期的风压，在通风机产品样本中选择合适的通风机。可选用FBCDZ-8-№25轴流通风机2台，1台工作，1台备用。风机转速为740r/min 。 3、 确定通风机工况点 （1） 计算等效网路风阻和等效网路特性方程式 通风容易时期等效网路风阻 21min /s f R H Q ==1480/112.42=0.1171(N ·S 2)/m 8 通风容易时期等效网路特性方程式 h=0.1171Q 2 通风困难时期等效网路风阻 22max /s f R H Q ==2509/112.42=0.1986(N ·S 2)/m 8