【基于機械化采煤成套設(shè)備選型問題的探析報告17000字（論文）】

基于機械化采煤成套設(shè)備選型問題的分析報告目錄TOC\o"1-2"\h\u19789基于機械化采煤成套設(shè)備選型問題的分析報告 196901.前言 1163752.綜合機械化采煤的影響因素分析 23842.1地質(zhì)構(gòu)造方面的影響 2234762.2煤層頂層底板的影響 2177612.3煤層厚度方面的影響 2249472.4煤炭斷層的影響 3317782.5煤層中瓦斯的影響 3124983機械化采煤工作面類型的確定與論證 4205343.1機械化采煤工作面類型的確定與論證 457943.2液壓支架的選型 4324533.3高檔普采工作面單體液壓支柱工作高度、支護強度及形式的選擇 7226793.4滾筒采煤機的選擇 71819采煤機移動時必須克服的牽引阻力T為 12121804礦山運輸機械設(shè)備選型設(shè)計 1387804.1刮板運輸機的選型 13115634.2采區(qū)工作面運輸巷運輸設(shè)備的選擇 14115624.3主要運輸巷道運輸設(shè)備的選型計算 14118505礦井提升設(shè)備選型設(shè)計 23160695.1提升方式的確定及提升設(shè)備選型依據(jù) 23195043.最大班提升量 2314347（二）提升設(shè)備能力計算 2315615.2立井單繩纏繞式主井提升設(shè)備的選型設(shè)計 2415681（四）提升機標準速度、提升機減速器減速比及提升機型號的確定 3028999（五）電動機的預選 3020586（六）確定提升機的實際最大提升速度 3127215（七）天輪的選擇 31153305.結(jié)論 3222997參考文獻 331.前言采礦作為煤礦企業(yè)中最核心部分，只有安全高效的綜合機械化開采才能保證企業(yè)的發(fā)展，同時也是煤礦企業(yè)達到現(xiàn)代化的標志。工作面的綜采設(shè)備改進上需具有可靠性，而綜采設(shè)備進行研發(fā)的關(guān)鍵是改進設(shè)備生產(chǎn)效率，提升設(shè)備生產(chǎn)能力，因此礦山機械在煤炭生產(chǎn)中占有非常重要的地位[1]。新中國自成立以來，特別是改革開放30多年，我國的礦山在綜合機械化采煤設(shè)備及大型的掘進設(shè)備的使用上越來越現(xiàn)代化，其中國有重點煤礦企業(yè)在機械化使用上大幅增長，從改革開放之初的30%提升到現(xiàn)在的80%以上，采煤過程中機械化的大幅使用不僅給煤炭企業(yè)提供了有效發(fā)展，還減輕了工人的的工作強度，保障工人的安全，降低成本的同時，還迅速提高我國的煤炭產(chǎn)量，促進煤炭行業(yè)的整體發(fā)展。其中礦山機械類型多，應用廣，通常主要包括有采掘機械、運輸機械和提升機械等。2.綜合機械化采煤的影響因素分析2.1地質(zhì)構(gòu)造方面的影響綜合機械化采煤技術(shù)受到多種方面因素的影響，地質(zhì)構(gòu)造是其中之一，不同的構(gòu)造對其產(chǎn)生的影響也存在著不同。在煤炭開采的過程中，倘若斷層的落差不同，正斷層明顯小于逆斷層；倘若指甲的最低高度比較低，通常的煤炭開采設(shè)備將會受到阻礙，很難順利通過斷層；最后，倘若煤炭斷層面的傾斜角度較小，便會對綜合機械化采煤技術(shù)產(chǎn)生很大程度上的影響[1]。多樣性是煤炭地質(zhì)構(gòu)造的特點，在進行機械化采煤的前期需要對整個地質(zhì)構(gòu)造存在的規(guī)律進行詳細的剖析，在掌握了地質(zhì)構(gòu)造的同時在煤炭開采中進行綜合機械化技術(shù)的操作。2.2煤層頂層底板的影響在煤炭開采過程中頂層的底板自身的穩(wěn)定性和冒落性，能夠?qū)C合機械化采煤技術(shù)的開展產(chǎn)生嚴重的影響。頂層底板的穩(wěn)定程度是進行綜合采煤設(shè)備選擇的重要依據(jù)，能夠保證在煤炭開采的過程中工作人員的生命安全，在較為安全的環(huán)境中進行生產(chǎn)。煤層頂層底板的穩(wěn)定性受到了煤炭層自身強度、結(jié)構(gòu)等因素的影響，同時影響到了綜合機械化開采技術(shù)的發(fā)揮。當頂?shù)装鍍?nèi)部的巖石處于穩(wěn)定狀態(tài)時，對整個綜合機械化采煤的開展帶來便利，從而降低了機械設(shè)備通過斷層的幾率。然而，倘若頂層的巖石非常堅硬，巖石的整體性便呈現(xiàn)出較強的狀態(tài)，產(chǎn)生安全事故的可能性較小，因此，在煤炭開采的過程中采用綜合機械化技術(shù)，需要在前期注意一些事項。如圖1，煤層頂?shù)装逋怀鲲L險的研究圖。圖1煤層頂?shù)装逋怀鲲L險的研究圖2.3煤層厚度方面的影響煤炭在開采的過程中主要是對煤層進行探索，綜合機械化采煤的整體效率和開采的質(zhì)量受到了煤層本身硬度、結(jié)構(gòu)、和厚度的嚴重影響。在煤炭開采的過程中針對煤炭層本身的特點，采用合適的方法進行相關(guān)工作的開展[2]。針對煤層比較薄的情況，工作人員在煤炭開采過程中會受到空間的限制，機械化在惡劣的環(huán)境中應用效果較低。與此同時，針對煤炭厚度變化較大的礦井來看，需要結(jié)合相關(guān)要素的考量，采用科學的方法在煤炭開采的工作中實施綜合機械化技術(shù)。此外，對于煤炭開采的機械設(shè)備選擇時，需要將煤層的類型區(qū)分開來，進行相關(guān)數(shù)據(jù)的計算，從而提升綜合機械化煤炭開采的效率。2.4煤炭斷層的影響大中斷層和小中斷層是煤炭斷層的的主要類型，在整個地質(zhì)探索過程中，大中斷層是煤炭開采過程中的自然邊界。因此，在對煤炭開采區(qū)域進行開采的前期，需要對斷層的性質(zhì)進行良好的把握，能夠有效掌握斷層本身的方向及長度，從而確定好煤炭開采的區(qū)域范圍。小斷層一般情況下是綜合機械化煤炭開采的重要影響因素，一旦綜合機械化采煤技術(shù)高于未完全斷開的煤層時，煤層的頂層底板需要被切割，才能夠保證綜合機械化采煤技術(shù)的應用。煤炭層頂層巖石的硬度較高，從而給煤炭開采過程中的生產(chǎn)效率以及機械設(shè)備的壽命產(chǎn)生很大程度上的影響。然而，綜合機械化采煤技術(shù)在工作中對底板進行了標高之后，將會給后期的工作產(chǎn)生嚴重的影響，倘若不能進行對煤層進行詳細的預測，將會給整個綜合機械化采煤技術(shù)的應用產(chǎn)生阻礙，從而影響經(jīng)濟的發(fā)展[3]。此外，在煤炭開采的過程中，斷層走向與工作的范圍之間存在的聯(lián)系減小，對斷層開采的難度將會有所增加。煤炭開采過程中出現(xiàn)的小斷層，很容易造成破碎帶的產(chǎn)生，地質(zhì)條件非常的差，煤炭頂層辦穩(wěn)定性的施工情況，很容易在開采的過程中發(fā)生冒落的現(xiàn)象，將會給煤炭開采人員造成生命威脅，嚴重的將對導致工作人員的傷亡。2.5煤層中瓦斯的影響隨著綜合機械化采煤技術(shù)水平的不斷提升，被推廣到更多的開采領(lǐng)域，然而由于綜合機械化采煤技術(shù)有著很大的強度，很容易帶來瓦斯的涌出量，從而出現(xiàn)瓦斯排放不暢的現(xiàn)象，嚴重制約了煤炭開采生產(chǎn)力的提升。因此，在綜合機械化采煤技術(shù)發(fā)展的過程中，作為開采人員需要對瓦斯的分布區(qū)域進行詳細的探究，針對瓦斯涌出的煤層進行鉆孔抽瓦斯的方法，對瓦斯的涌出量有著詳細的統(tǒng)計，從而采取有效的措施予以解決，做好后期的治理工作。煤炭開采工作的開展由于受到諸多因素的影響，作為開采的工作人員需要加強對自身的嚴格要求。3機械化采煤工作面類型的確定與論證3.1機械化采煤工作面類型的確定與論證3.1.1采掘機械采掘機械根據(jù)作用不同，有以下采煤機械、掘進機械、裝載機械和液壓支護設(shè)備[2]。采煤機械常用在采煤工作面上，將完成落煤、裝煤機械化進程。常有類型：（1）滾筒式采煤機；（2）連續(xù)采煤機。掘進機械常用于開鑿巷道，根據(jù)巷道中掘進方法不同大型掘進機械可分為鑿巖臺機和掘進機。裝載機械是將破落的煤或巖石裝入礦車或巷道運輸機，達到機械化裝載。常見類型有：（1）鏟斗裝載機；（2）耙斗裝載機。液壓支護設(shè)備針對采煤工作面頂板支撐及管理，維護工作的正?？臻g并保護采煤區(qū)工作面上的裝備和人員安全。支護類型有：（1）液壓支架；（2）單體支柱。3.1.2運輸和提升機械礦山運輸和提升機械，在運輸煤炭、材料、矸石等設(shè)備和工作人員運送任務(wù)。運輸提升系統(tǒng)在煤礦生產(chǎn)中占據(jù)重要地位，是煤礦生產(chǎn)的“動脈”，根據(jù)設(shè)備安裝的位置不同可分為提升機械和運輸機械；根據(jù)設(shè)備的運行的動作方式進行分類，有連續(xù)動作式以及周期動作式運輸設(shè)備兩種；根據(jù)用途的不同分為主要和輔助設(shè)備運輸。提升機械用途主要分為礦井和采區(qū)兩種。周期動作式的運輸機械，它主要利用提升機或者絞車上滾筒的鋼絲繩拉伸容器，用于井筒或巷道內(nèi)往返通行，以完成煤炭、矸石及人員升降等任務(wù)[3]。運輸機械常用在水平或者傾斜的巷道中運輸煤炭或者起到輔助作用。連續(xù)動作式運輸機械常用于啟動設(shè)備，以便連續(xù)地進行貨載運輸，其類型有：（1）輸送機；（2）無極繩運輸機械。連續(xù)動作式運輸設(shè)備是以連續(xù)的方式運送貨載。周期動作式機械是以一定的循環(huán)方式周期的運送貨載，在運輸中需經(jīng)?？刂破溥\動方向。常有類型：（1）電機車運輸機械；（2）有極繩運輸機械；（3）單軌吊車；（4）卡軌車。3.2液壓支架的選型支架的選型應考慮到其支護強度與工作面處礦壓是否相適應，其支架的架型結(jié)構(gòu)是否與所在的煤層條件相互適應，其支架的支護斷面是否與工作面通風要求適應，以及該液壓支架是否與采煤機、運輸機等設(shè)備相互匹配。液壓支架根據(jù)對頂板的支護方式和結(jié)構(gòu)特點的不同，支架架型主要有三種基本形式，為支撐式、掩護式、支撐掩護式[4]。（1）支撐式支架的頂梁長、立柱多且垂直支撐、工作阻力大、切頂能力強、通風斷面大、后部有簡單的擋矸裝置，架間不撐緊，對頂板不密封。它主要適用在穩(wěn)定或堅硬的直接頂以及周期來壓特點明顯或強烈的老頂條件。（2）掩護式支架具有較寬的掩護梁，以便擋住采空區(qū)冒落的矸石，它具有頂梁比較短，支柱少且傾斜支撐的特點。該支架架間密封，支架工作阻力較小，切頂能力差，但由于頂梁較短控頂面積小，支護強度不一定小。它適用于不穩(wěn)定和中等穩(wěn)定的直接頂條件。（3）支撐掩護式支架即有支撐式又有掩護式支架的結(jié)構(gòu)特點，頂梁較長，立柱較多，呈垂直或傾角較小傾斜支撐，故工作阻力大，切頂能力強，具有掩護梁架間密封，擋矸掩護性能好。它適用于穩(wěn)定以下各類頂板，有取代支撐式支架的趨勢，但它的結(jié)構(gòu)復雜，重量較大，價格高。3.2.1煤層頂板及其分類覆蓋在煤層上的巖石稱為頂板，依次分為偽頂、直接頂和老頂。煤層下的巖層稱為底板。頂板和底板統(tǒng)稱為煤層圍巖[5]。偽頂是緊貼煤層的極易冒落的較薄巖層，暴露后隨即跨落，一般不影響支護設(shè)備的使用。偽頂之上（無偽頂時緊貼煤層）的一層或幾層巖層是直接頂，具有一定的穩(wěn)定性，常在回柱或移架時冒落。直接頂下部2.5～2m厚的巖層叫直接頂下位巖層，其穩(wěn)定性對液壓支架的選型有決定性的影響。老頂位于直接頂上方，該巖層厚而堅硬，常以很大面積懸露在采空區(qū)而不跨落，它的來壓強度影響直接頂?shù)姆€(wěn)定性，對支架的載荷和可縮量都有直接的影響。強度指數(shù)D作為直接頂分類的主要指標，參考直接頂初次跨落步距L1來決定[6]。老頂位于直接頂之上，頂板分級主要由直接頂厚度∑h與采高H之比值N來決定，再參考老頂初次來壓步距L2，N的意義是指冒落帶充滿采空區(qū)的程度，L2是指工作面初次切頂線到開切眼煤壁之間老頂懸露的長度。根據(jù)N、L2，我國將老頂分為四級（見表3-1）。表3-1老頂分級分級指標ⅠⅡⅢⅣ周期來壓顯現(xiàn)不明顯明顯強烈極強烈冒落帶充滿采空區(qū)的程度N和初次來壓步距L2/mN＞3～50.3＜N≤3～50.3＜N≤3～5L2＞50N≤0.3L2=25～50N≤0.3，L2＞50其中單體液壓支柱柱排距1.0m，切頂墩柱布置在最后一排柱子之間，柱距3.0m；運輸機頭、機尾需超前處理1.0m，傾斜長度2m，支護常用最小控頂距四組對柱22支護，最大控頂距時221支護，柱距1.0m，排距1.0m。工作面刮板運輸機機頭、機尾必須打好兩棵壓柱。轉(zhuǎn)載機尾后使用切頂墩柱，不需打壓柱，但要蓋好護板[7]。對于工作面頂板管理，支護范圍從切頂排到煤壁向外20m，支雙排與巷道煤幫相距不大于0.3m，對于工作面上的運輸機頭、機尾的最外部支柱和巷道內(nèi)超前的支柱間的距離不大于1.0m，超前支護柱之間距離為1.0m。中巷里超前煤壁到切頂排需要加支一排，上、中、下巷的超前支護切頂排處的支柱需要與工作面保持切頂排對齊，中巷的超前支護切頂排支柱（或切頂支架）需要保持與滯后工作面的切頂排對齊。巷道中在超前支護20m范圍內(nèi)，若遇到頂板出現(xiàn)破碎或者二合頂扶棚相支護。工作面上的過配電峒室需要加支護的布局為均勻布設(shè)6棵單體支柱；巷道內(nèi)遇到絞車窩以及車場斷面增大的時，超前支護需要加支護一排，柱間距離1.0米。在采煤工作面的中巷轉(zhuǎn)載輸送機的機尾處需要采用SQD－3200型號的切頂支架進行頂板支護，該支架轉(zhuǎn)動方式是隨轉(zhuǎn)載機進行自移。一字型叢柱：軌道巷的切頂排需要每四棵單體叢柱進行一次循環(huán)。按照要求每個支柱都必須穿鞋，排在一起的支柱需要用2#鋼絲繩通過繩卡進行穿接，初撐力不低于90KN。超前支護的范圍內(nèi)巷道的高度不應低于1.6m。如圖3-1所示。圖3-1工作面支護系統(tǒng)示意圖3.3高檔普采工作面單體液壓支柱工作高度、支護強度及形式的選擇工作面試驗ZDB2400-06-12A型薄煤層液壓支架，該液壓支架具有支護效果好，較大程度上減輕工人勞動強度，和液壓支柱相比，工人作業(yè)地點更安全。工作面采用單體液壓支柱、墩柱、1.8m“π”型鋼梁、和木板棚支護頂板。工作面支護選用DZ12、DZ10、DZ08和DZ06型單體液壓支柱和SQD-1200型雙伸縮墩柱[8]，巷道超前支護選用DZG-2200、DZG-2500型單體液壓支柱，支柱型號、數(shù)量見表3-2。表3-2支護設(shè)備型號及數(shù)量表支柱型號DZ12-30/100DZ10-30/100DZ08-30/100DZ06-30/100SQD-1200DZG-2200DZG-25001.8mπ鋼梁數(shù)量2001800200200802005070(注表中數(shù)量已含備用量)3.4滾筒采煤機的選擇3.4.1滾筒式采煤機概述滾筒式采煤機目前主要有單滾筒和雙滾筒兩大類型。普通機械化采煤工作面，高檔普通機械化采煤工作面，大多采用搖臂調(diào)高的單滾筒采煤機或雙滾筒采煤機，而綜合機械化采煤工作面均采用雙滾筒采煤機[9-10]。滾筒式采煤機類型較多，但其基本組成部分大體相同[11-12]。一般由電動機、截割部、牽引部以及附屬裝置等部分組成。采煤機性能參數(shù)的計算與決定：（1）滾筒直徑滾筒直徑大些對裝煤有利，但不宜過大，應滿足采高的要求。為滿足生產(chǎn)能力的需求，估選雙滾筒采煤機。雙滾筒采煤機滾筒直徑應大于采高hmax的一半，一般可按D=（0.56～0.6)hmax選取，采高大時取小值，采高小時取大值。因此，D=0.56，hmax=2.22m式中：D-采煤機滾筒直徑0.56m，hmax-工作面采高2.22m。（2）截深滾筒截深指的是采煤機器在工作時將機器截入煤壁的深度，是影響采煤機裝煤功率及生產(chǎn)率的主要因素。決定截深時應充分考慮煤層的壓張效應，截割阻抗的大小，煤層的厚度、傾角、頂板穩(wěn)定性及采煤機穩(wěn)定性等。另外，便于方便對頂板進行管理，截深需等于液壓支架的推移步距。中厚的煤層截深應取0.6～0.8m，考慮到有些頂板穩(wěn)定，可以適當將截割阻抗小加大。厚煤層處為了方便截取，考慮到要減輕煤壁片幫以及液壓支架的載荷和防止煤從運輸機中溢出，考慮到截深宜小，應取0.5m左右。薄煤層考慮到工人行走較難，因此牽引速度低。應取0.8～1m以保證最大的生產(chǎn)率。其中國內(nèi)生產(chǎn)的采煤機，常常設(shè)置截深為0.6m左右，薄煤層的截深為1m左右?？紤]到該工作面是中厚煤層，其煤層的頂板穩(wěn)定，截割阻抗力A為260NT/mm，煤層頌角為22°，估選取截深為0.6m為宜。（3）滾筒轉(zhuǎn)速及截深速度：滾筒轉(zhuǎn)速一般認為滾筒轉(zhuǎn)速在30～50轉(zhuǎn)/分較為適宜。估選取滾筒轉(zhuǎn)速為50轉(zhuǎn)/分。轉(zhuǎn)速及滾筒直徑確定后，截齒截割速度也就定了，一般控制在4米/秒左右較好。（4）采煤機最小設(shè)計生產(chǎn)率：采煤中，若由于采煤機出現(xiàn)故障處理、檢查和機器更換刀具，還有機器進行的日常維修，等候支護，處理片幫等，考慮到在采煤過程中機器需要經(jīng)常停頓，因此采煤機器的實際生產(chǎn)率比理論生產(chǎn)率小很多，考慮到去除這些因素的影響為有效開動率。有效開動率是指采煤機在一天或一班內(nèi)有效工作時間與一天或一班占有時間的比值，它綜合反映了設(shè)備可靠性，選型及組織管理水平，工人技術(shù)熟練程度等。我國根據(jù)有些典型工作面的推算大約在0.15～0.35之間，一般可取0.2。當采煤工作面生產(chǎn)能力已定，其每小時的平均產(chǎn)量就是所需采煤機的最小實際生產(chǎn)率，考慮到有效開動率，則采煤機按工作面生產(chǎn)能力要求的最小設(shè)計生產(chǎn)率Qmin為Qmin=W/(24×0.2)=2666/(24×0.2)=555噸/時式中：W--采煤工作面的日平均產(chǎn)量，噸/日,80萬噸/300天（5）采煤機截割時的牽引速度及生產(chǎn)率：采煤機器截割時考慮到牽引速度不同，決定了采煤機器的生產(chǎn)率和在工作中所需的電機功率，考慮到滾筒的裝煤能力，運輸機器的生產(chǎn)率，支護設(shè)備的推移速度等因素的影響，因此在截割時采煤機器的牽引速度比平時低。采煤機器的牽引速度的范圍從零開始，截割時選擇不同的牽引速度，要根據(jù)下述幾方面因素，綜合考慮：①根據(jù)采煤機最小設(shè)計生產(chǎn)率Qmin決定的牽引速度V1V1=Qmin/(80·H·B·r)=555/(80×3.7×0.6×1.35)=2.314≈2.3m/min式中：Qmin--采煤機最小設(shè)計生產(chǎn)率，t/h；H--采煤機平均采高，m；B--采煤機截深，m；r--煤的容重，1.35t/m2。②按截齒最大切屑厚度決定的牽引速度V2采煤機截割過程，是滾筒以一定的轉(zhuǎn)速n，同時又以一定的牽引速度V沿工作面移動，切屑厚度呈月牙規(guī)律變化，如果滾筒一條截線上安裝的截齒數(shù)為m，則截齒最大的切屑厚度hmax在月牙形中部，可用下式求出hmax=100V/（m·n)mm從上式可知當n、m決定后，hmax與牽引速度V成正比，V越大hmax越大，當hmax大于齒座上截齒伸出的長度，使齒座及螺旋葉片也參與截割，則截割阻力及功率劇增，齒座受到磨損。為了避免以上情況的發(fā)生，一般要求截齒的最大切屑厚度應小于截齒伸出齒座長度的70%，按上述要求，采煤機的牽引速度為V2V2=(m·n·h'max)/1000=(2×50×50)/1000=5m/min式中：h'max--截齒在齒座上伸出長度的70%（mm）國產(chǎn)徑向截齒，大約為44～55mm。本文中取50mm。③按液壓支架推移速度決定牽引V3一般講支架的推移速度應大于采煤機的牽引速度較好，這樣可保證采煤機安全生產(chǎn)。截割時牽引速度V，根據(jù)上述三個方面情況綜合分析后確定，其最大值應等于或大于V1，但應小于V2，并與V3相協(xié)調(diào)，使采煤機既能滿足工作面生產(chǎn)能力的要求，又可避免齒座或葉片參與截割，并能保證采煤機安全生產(chǎn)。估選采煤機的牽引速度V為4米/分。采煤機截割牽引速度V決定后，采煤機的生產(chǎn)率Q為Q=60·H·B·V·r=80×3.7×0.6×4×1.35=959.04t/h式中符號意義同前。（6）采煤機所需電機功率由于采煤機在截割和裝載過程中，受到很多因素的影響，所需電機功率大小，很難用理論方法精確計算，常采用類比法或比能耗法來估算。采用比能耗法估算電機功率，是根據(jù)采煤面生產(chǎn)率和比能耗實驗資料來確定，如果比能耗確定合適，計算值就比較合理。國內(nèi)生產(chǎn)采煤機電機功率已系列化，有以下幾種：100、150、170、（170×2）、200、300、（300×2）千瓦。該采煤機所需的電機功率選取為300千瓦。（7）索引力采煤機的牽引力主要取決于煤質(zhì)、采高、牽引速度、煤層頌角、機器質(zhì)量、導向裝置結(jié)構(gòu)及磨擦力等，精確計算也很困難。根據(jù)《畢業(yè)設(shè)計指導書》表2-9可查得該采煤機的牽引力為300千牛為宜。3.4.2初選采煤機及其配套設(shè)備根據(jù)采高、滾筒直徑、截深、生產(chǎn)率、電機功率、牽引力及牽引速度等初選采煤機、液壓支架、刮板輸送機等配套設(shè)備型號為ZC8-ZY35型，如下表3-3所示。表3-3初選采煤機主要技術(shù)參數(shù)項目型號采高滾筒直徑截深滾筒轉(zhuǎn)速截深速度生產(chǎn)率牽引速度電機功率牽引力參數(shù)MXA-300/3.53m1.8m0.6m50轉(zhuǎn)/分4m/s583.2t/h4m/min300kw300KN3.4.3初選采煤機主要技術(shù)參數(shù)的校核：（1）最大采高hmax的校核hmax=A-H/2+Lsinamax+D/2=1.605-0.6/2+1.6×sin62.5+1.8/2=4.225m式中：A--采煤機高度（機身上平面至底板之距離），米；H--采煤機截割部減速箱高度，一般等于電機高度，米；L--搖臂長度（搖臂擺動中心至滾筒中心距離），米；amax--搖臂向上擺動最大角度；D--滾筒直徑，m。上式計算結(jié)果表明，最大采高滿足采高的要求。（2）最小采高的校核hmin>A+h1+h2>1.605+0.6+0.4=2.605>2.5m式中：h1--支架頂梁高度，米；h2--過機高度，一般不應小于0.1～0.25m，取0.4m。上式計算結(jié)果表明，最小采高滿足要求。（3）臥底量校核Kmax=A-H/2-sin?max-D/2=1.605-0.6-sin-17.5-1.8/2=0.195m=195mm式中：Kmax--采煤機最大臥底量，毫米；?max--搖臂向下擺動最大角度，度。上式計算結(jié)果表明，最大臥底量在規(guī)定值之內(nèi)（一般為90mm～300mm，以適應底板起伏不平和能截割運輸機機頭處三角煤帶），滿足要求。（4）采煤機最大截割速度的校核運輸機、采煤機、液壓支架在結(jié)構(gòu)性能之間有相應的配套要求。運輸機的生產(chǎn)能力一般應略大于采煤機的生產(chǎn)率，以便把煤及時運走，不出現(xiàn)堆積現(xiàn)象，根據(jù)些此原則，可把運輸機的運輸能力看成是采煤機的最大生產(chǎn)率，此時采煤機截割時的最大牽引速度V'為V'=Q'/（105·H·B·r)=730/(105×3×0.6×1.35)=2.86米/分式中：Q'--運輸機的運輸能力，噸/小時；H--平均采高，米；B--采煤機截深，米；r--煤的實體容重，r=1.35噸/米2。上式計算的V'值大于前面決定的截割牽引速度V值，滿足要求。（5）牽引阻力的估算采煤機移動時必須克服的牽引阻力T為T=K1G+fD(cosa-K2+2K3)-Gsina=0.8×0.73+0.18×1.8×(cos22-0.2+2×0.15)-0.73×sin22=0.643噸/力式中：f--磨擦系數(shù)取決于采煤機導向機構(gòu)表面狀況和濕度及采煤機運動速度等。平均可取0.18；K1--經(jīng)驗系數(shù)，估算時可取0.6～0.8；K2--估算系數(shù)，初步估算時可取0～0.2；K3--側(cè)面導向反力對牽引阻力影響系數(shù)，取0.15；G--刮板運輸機中部槽寬度，米；a--煤層傾角，度。4礦山運輸機械設(shè)備選型設(shè)計4.1刮板運輸機的選型工作面采用采用走向長壁后退式開采方法,炮采工藝，全部垮落法管理頂板。①工藝流程：采用煤電鉆打眼，爆破落煤，擋煤板擋煤，帶鏟板的刮板運輸機裝煤的生產(chǎn)工藝如圖4-1。②裝煤落煤方式：普掘工作面配備ZY-24型風動鑿巖機打眼，P-60B和P-30B型耙斗裝巖機裝巖，大巷掘進工作面采用電機車牽引3t礦車運送矸石、材料和設(shè)備。采區(qū)內(nèi)普掘工作面采用可彎曲刮板輸送機運矸；半煤巖掘進機工作面配備EBJ-120TP型掘進機掘進，配SSJ800/40×2可伸縮帶式輸送機運矸，材料和設(shè)備采用上山無極繩鎖車和調(diào)度絞車牽引1.5t礦車運輸。噴漿機選用PC-5B型。圖4-1礦井運輸系統(tǒng)示意圖③刮板輸送機：每組對拉工作面，每個單面各裝備一部SGZ-630/110型可彎曲刮板運輸機（帶鏟煤板和擋煤板）；工作面采用單體液壓支柱、墩柱、1.8m“π”型鋼梁、和木板棚支護頂板，支護設(shè)備型號為DZ12、DZ10、DZ08和DZ06型單體液壓支柱和SQD-1200型雙伸縮墩柱，單體液壓支柱柱排距1.0m；切頂墩柱布置在最后一排柱子之間，柱距3.0m。工作面采用MSZ-1.2煤電鉆打眼。放炮落煤后，由切頂墩柱移溜千斤頂（YQ-100A）推移刮板運輸機完成工作面煤的擋、鏟、裝、運工序。4.2采區(qū)工作面運輸巷運輸設(shè)備的選擇主運輸設(shè)備有如下三個方面：（1）皮帶順槽輸送機一部型號：SSJ―800/2×75，鋪設(shè)長度：815m，輸送量：400t/h，帶速：2m/s，功率：2×75kW，電壓：660V。（2）皮帶順槽轉(zhuǎn)載機一部型號：SZZ―730/75，鋪設(shè)長度：35m，輸送量：600t/h，鏈速：1.31m/s功率：75kW，電壓：660/1140V。（3）采煤工作面刮板輸送機二部型號：SGZ―630/110，鋪設(shè)長度：110、100m，輸送量：200t/h，鏈速：0.53m/s，功率：110kW，電壓：660/1140V。輔助運輸設(shè)備有軌道順槽無極繩絞車二臺，型號：SQ－1.2×55泵站選用乳化液泵選用型號MRBZ-125/31.5二臺，二泵兩箱，上下順槽各一泵一箱，泵箱為配套設(shè)備，主要技術(shù)參數(shù)如下：型號：MRBZ-125/31.5，公稱流量：125L/min，公稱壓力:31.5Mpa，功率：75kW。煤電鉆共需12部，型號：MZ-12，功率：1.2kW回柱絞車共需2部，型號：JH-8功率：7.5kW4.3主要運輸巷道運輸設(shè)備的選型計算一般主要運輸巷道應首先考慮使用電機車運輸,而且盡可能先考慮使用架線式電機車。在大型礦井中，主要運輸巷道也可以考慮采用帶式輸送機運輸，但是輔助運輸還是需要鋪設(shè)軌道用機車運輸。一、電機車運輸計算的主要內(nèi)容1、機車類型及其粘著質(zhì)量的選擇；2、列車組成計算；3、確定全礦電機車臺數(shù)。此外，對于架線式電機車還有牽引網(wǎng)絡(luò)和牽引變流所的計算等。對蓄電池式電機車，還有變流設(shè)備與充電室的有關(guān)計算。二、機車類型及粘著質(zhì)量的選擇合理選擇電機車類型，是一個重要的技術(shù)經(jīng)濟問題。要解決這個問題，需要考慮一系列因素。其中最重要的是運輸生產(chǎn)率。在一般條件下，可根據(jù)已知的年產(chǎn)量和瓦斯等級、運輸距離等，參照表4-1選擇電機車的類型及粘著質(zhì)量。表4-1電機車的類型及粘著質(zhì)量選擇表礦井年產(chǎn)量An/萬t機車粘著質(zhì)量/t配用礦車/t架線式蓄電池式15～303～71～80～130～607～101～81～390～1808～1483～5＞18014～208～125在選定電機車型號及礦車噸位后，即可進行列車的組成計算。三、列車的組成計算列車組成計算，就是確定一臺機車所能牽引的車組重力，并以此定出車組的礦車數(shù)目。電機車牽引的車組重力，通常按列車啟動時的粘著條件、列車制動條件和牽引電動機溫升條件來計算確定。（一）按粘著力條件計算（4-1）式中：P—機車質(zhì)量，t；G—每輛礦車裝載貨載質(zhì)量,t；G0—每輛礦車質(zhì)量,t；ψ—粘著系數(shù)，取ψ=0.24；—重列車起動的阻力系數(shù),可查表4-2；表4-2列車運行阻力系數(shù)礦車裝載貨載質(zhì)量/t列車運行列車起動ωZhωk10.0090.0110.01350.016530.0070.0090.01050.013550.0060.0070.0090.012n1—按列車啟動時的粘著條件計算出的車組礦車數(shù)；ip—軌道的平均坡度，沒有特別指明時可取ip=0.003；a—列車起動的加速度，一般取0.04m/s2；（二）按牽引電機溫升條件計算（4-2）式中：n2—按滿足牽引電動機溫升條件計算出的車組礦車數(shù)；Fch—機車牽引電機的長時牽引力，N；α—調(diào)車系數(shù)，運距小于1000m取1.4；運距為1000～2000m取1.25；運距大于2000m取1.15；ωzh—重列車運行時的阻力系數(shù),可查表4-2；id—等阻坡度，一般id=0.002。P—機車的質(zhì)量，t；τ—相對運行時間,用下式計算T—列車往返一次的時間，min；T=tzh+tktzh、tk—分別為重、空列車時的運行時間，min；θ—列車往返一個循環(huán)中的休止時間，一般取18～22min；重、空車的運行時間此處暫取為（4-3）式中Lp—加權(quán)平均運距，km，應按該水平各分支運距計算（4-4）L1、L2、····Ln-分別為第一、第二...第n條運輸分支的運距；A1、A2、····An-分別為第一、第二...第n條運輸分支的班產(chǎn)量；—長時速度，km/h；0.75——考慮列車運行中降速運行區(qū)段所乘的系數(shù)。（三）按制動條件計算（4-5）式中n3--滿足制動條件的列車最多礦車數(shù)；--制動狀態(tài)的粘著系數(shù)，=0.17；B--制動減速度，m/s2，用下式計算（4-6）式中--機車長時制運行速度，km/h；LT--制動距離m，《煤礦安全規(guī)程》規(guī)定：列車制動距離，運送物料時不得超過40m，運送人員時不得超過20m。（四）列車中礦車數(shù)量的確定根據(jù)以上三個條件確定的礦車數(shù)（計算值應取整），取其中的最小值才能同時滿足三者要求，即n=min（n1，n2，n3）。四、列車組成驗算按上述方法確定了車組中的礦車數(shù),還要驗算實際的電機溫升和列車的制動距離。（一）電動機溫升驗算在驗算時，應按一臺電機計算。重車下坡運行時的穩(wěn)定牽引力為（4-7）空車上坡運行時的穩(wěn)定牽引力為（4-8）式中Fzh--重車下坡運行時的穩(wěn)定牽引力，N；Fk--空車上坡運行時的穩(wěn)定牽引力，N；n--列車實際礦車數(shù)；ωzh、ωk--分別為重、空列車運行阻力系數(shù),可查表4-2；Ip--軌道的平均坡度，沒有特別指明時可取ip=0.003；每臺電動機的牽引力為 （4-9）（4-10）式中nd--電機車上牽引電動機的臺數(shù)。根據(jù)、值，從牽引電動機的特性曲線中可查得每一臺電動機重、空列車運行時的電流值、及牽引速度、，由此可求得重、空列車運行所時間為（4-12）（4-13）式中Lm--運輸線路中最長距離，km。、--分別為重、空列車的運行速度，km/h；0.75——考慮列車運行中降速運行區(qū)段所乘的系數(shù)。每臺電動機的等效電流為（4-14）等效電流應滿足下式要求（4-15）如果Idx＞Ich則需減少車組中礦車數(shù)，并重新進行計算，直到滿足要求為止。（二）制動距離驗算式（4-5）中的b值是根據(jù)式（4-6）求得的，當以n臺礦車與電機車組成列車時，其實際的速度與減速度發(fā)生了變化，故應驗算制動距離。由于井下坡度變化不大，一般仍按平均坡度計算。制動時的減速度為（4-16）式中b-制動時的減速度，m/s2；-制動狀態(tài)的粘著系數(shù)，=0.17。實際制動距離為（4-17）計算出的制動距離應滿足《煤礦安全規(guī)程》要求，否則，可采用限制列車速度或減少列車中的礦車數(shù)等措施解決。五、電機車臺數(shù)的確定全礦電機車臺數(shù)的確定，按下述步驟計算（1）一臺電機車在一個班內(nèi)能往返運行的次數(shù)Z1（4-18）式中Tb--電機車每班工作小時數(shù)h，不運送人員時Tb=7h/班；運送人員時Tb=7.5h/班；列車在加權(quán)平均運距上往返一次的純運行時間，min。（4-19）（2）每班需要運送煤矸的列車數(shù)Zb（4-20）式中K1--運輸不均勻系數(shù)，一般K1=1.25,綜采時K1=1.35；K4矸石系數(shù)，按實際矸石量取值，即（4-21）Ab--每班運煤量，t/班；n--車組中的礦車數(shù)；G--每輛礦車裝載貨載質(zhì)量，t；（3）每班運送人員所需列車數(shù)根據(jù)《煤礦安全規(guī)程》的規(guī)定：“長度超過1.5km的主要運輸平巷，上下班時應采用機械運送人員”，若運距大于1.5km且礦井為兩翼開采時，一般取每班每翼運人一次，即取Zr=2次/班；運距小于1.5km時，Zr=0。（4）每班所需運行的總次數(shù)（4-21）（5）確定所需工作電機車臺數(shù)（4-22）（6）確定礦井電機車總臺數(shù)（4-23）式中Nb--備用電機車臺數(shù)，按工作電機車臺數(shù)的25%計算，取Nb=0.25N0≥1臺。本章所用的圖、表如下：表4-3國產(chǎn)刮板輸送機典型機型的技術(shù)特征型號主要參數(shù)SGB-620/40SSGB-630/150C（SGB-630/150B）SGB-730/320SGB-764/320（SGB-764/320）SGZC-764/320SGZ-880/80SGZ-880/2*400(西北煤機一廠)SGZ-1000/1050設(shè)計長度m1601500.8624.5641001500.43/0.3824.5642002500.86824.442007000.9339.73920070011225.4442009000.9532.67725015001138.2525015001237.12525020001.2537952運輸量t/h鏈速m.減速器速比動機型號DSB-4040*2380/6601450DBYD-40/2240/22380/6601475DSB-7575*26601480YSB-160160*2660/11401480KBY-132132*211401470YSBS-160/80160/80*211401475/738400*21140740/1480400*21140-525*23300738/1486額定功率/kw額定電壓/v額定轉(zhuǎn)速/r.min-1軸器型號額定功率/kw工作液體充液量/LYL-400Aa40難燃液8.1對輪聯(lián)軸器40--YL-450A75難燃液12.6TV562160難烯液17.1YL-500X1Q132難烯液16.2爪型彈性160--彈性聯(lián)軸器--摩擦限矩偶合器-板鏈型式規(guī)格/mm鏈環(huán)破斷力/kN邊雙18×64-241050018.6邊雙18×64-241050018.6邊雙18×64-241050018.6單中30×108-11130-42.2邊雙22×86-261060041.5中雙26×94-285010057.1中雙34×126-21450160-中雙34×126-21450180-中雙38×137-21810--部槽長×寬×高/緊鏈方式整機質(zhì)量/1磨擦25.6摩擦17.6摩擦82.6（93.8）閘盤140液壓馬達/閘盤158液壓馬達180閘盤-閘盤-液壓馬達與可伸縮機尾配合表4-4刮板輸送機技術(shù)參數(shù)型號設(shè)計長度（m）輸送能力（t/h）刮板鏈速（m/s）減速器速比中間電動機閘環(huán)鏈刮板間距（mm）刮板鏈型式緊鏈方式卸載方式中部槽結(jié)構(gòu)型式型號功率電壓（V）規(guī)格（mm）破斷力（kN）SGB420/22150600.8251:23.7471200×420×150JDSB-2222380/660Φ14×50250800邊雙鏈摩擦緊鏈端卸式焊接不封底SGB620/40T1501500.861:23.3641500×620×180DSB-4040660/1140Φ18×64410500邊雙鏈摩擦緊鏈端卸式焊接不封底SGB620/802001500.861:23.3641500×620×180DSB-402×40660/1140Φ18×64410500邊雙鏈摩擦緊鏈端卸式焊接不封底SGB430/1502002500.8681:24.441250×630×1901500×630×190YBS-75B2×75660/1140Φ18×644101024邊雙鏈摩擦緊鏈端卸式焊接不封底SGB630/22018045011:25.5261250×630×2221500×630×222YBS-1102×110660/1140Φ22×866101032邊雙鏈摩擦緊鏈端卸式焊接不封底SGD63025.5261250×630×2221500×630×222YBS-752×75660/1140Φ26×92850920中單鏈摩擦緊鏈端卸式焊接不封底SGD630/22018045011:25.5261250×630×2221500×630×222YBS-1102×110660/1140Φ26×92850920中單鏈摩擦緊鏈端卸式焊接不封底SGD630/220（鑄）18045011:25.5261250×630×2641500×630×264YBS-1102×110660/1140Φ26×92850920中單鏈摩擦緊鏈端卸式焊接不封底SGZ630/26418045011:25.5261250×630×2221500×630×222YBS-1322×132660/1140Φ26×92850920中雙鏈摩擦緊鏈端卸式焊接不封底-4SGZ630/264（鑄）18045011:25.5261250×630×2701500×630×270YBS-1322×132660/1140Φ26×92850920中雙鏈摩擦緊鏈端卸式焊接封底SGZ730/2641806501.071:311500×730×222YBS-1322×132660/1140Φ26×92850920中雙鏈摩擦緊鏈端卸式焊接不封底SGZ730/264（鑄）1806501.071:311500×730×270YBS-1322×132660/1140Φ26×92850920中雙鏈摩擦緊鏈端卸式焊接封底SGZ730/3201806501.071:311500×730×222YBS-1602×160660/1140Φ26×92850920中雙鏈摩擦緊鏈端卸式焊接不封底SGZ730/320（鑄）1806501.071:311500×730×270YBS-1602×160660/1140Φ26×92850920中雙鏈摩擦緊鏈端卸式焊接封底SGZ764/2642008001.11:28.91500×764×222YBS-1322×132660/1140Φ26×92850920中雙鏈摩擦緊鏈端卸式焊接不封底SGZ764/264（鑄）2008001.11:28.91500×764×300YBS-1322×132660/1140Φ26×92850920中雙鏈摩擦緊鏈端卸式焊接封底SGZ760/3202008001.11:28.91500×764×222YBS-1602×160660/1140Φ26×92850920中雙鏈摩擦緊鏈端卸式焊接不封底SGZ764/320（鑄）2008001.11:28.91500×764×300YBS-1602×160660/1140Φ26×92850920中雙鏈摩擦緊鏈端卸式焊接封底SGZ764/4002008001.11:28.91500×764×222YBS-2002×200660/1140Φ26×92850920中雙鏈摩擦緊鏈端卸式焊接不封底SGZ764/400（鑄）2008001.11:28.91500×764×300YBS-2002×200660/1140Φ26×92850920中雙鏈摩擦緊鏈端卸式焊接封底表4-5刮板輸送機主要技術(shù)參數(shù)系列型號輸送量（t/h）設(shè)計長度（m）裝機功率（kW）中部槽寬（mm）刮板鏈型式結(jié)構(gòu)型式SGB420/22608022400邊雙鏈軋制SGB620/40雙鏈軋制SGB630/150C2501502×75602邊雙鏈軋制/整體鑄焊630系列4501502×（90-132）590單/邊雙/中雙軋制/整體鑄焊730系列6002002×（90-200）680單/邊雙/中雙軋制/整體鑄焊764系列700-10002002×（134-315）724邊雙/中雙軋制/整體鑄焊830系列12002002×（250-315）780中雙鏈整體鑄焊880（800）系列15002502×（315-400）800中雙鏈整體鑄焊900系列18002502×（315-400）900中雙鏈整體鑄焊1000系列20002502×（375-7001000中雙鏈整體鑄焊30003003×7001200系列25003002×（375-700）1200中雙鏈整體鑄焊35004003×（700-1000）5礦井提升設(shè)備選型設(shè)計5.1提升方式的確定及提升設(shè)備選型依據(jù)5.1.1主井及混合井主提能力校核根據(jù)煤礦生產(chǎn)能力核定說明書，按照250天/年、16h/天的工作制，該礦主井的提升能力為220萬t/a。主井與混合井提升系統(tǒng)改造后，主井的提升能力為163萬t/a，混合井主提能力為318萬t/a。設(shè)計小槽煤全部由混合井主提提升，按照300天/a的工作制度和100萬t/a的小槽煤提升量，混合井主提每天提升小槽煤的時間為8.48h；按照350天/年的工作制度和100萬t/a的小槽煤提升量，混合井主提每天提升小槽煤的時間為7.27h。5.1.2副井及混合井副提能力校核選型設(shè)計的主要內(nèi)容（一）校核根據(jù)1.提升設(shè)備：混合井副提設(shè)備為4L-3400/1250型四繩摩擦輪提升機，裝備一款一窄3t礦車雙層二車多繩罐籠，配套電機功率為1250KW，Vmax=8.5m/s。2.井口標高：-147m井底標高：-432m3.最大班提升量降送工人540人；提升工人230人；升降其他人員按升降工人時間的20%；矸石160車；坑木8車；水泥、沙子、石子38車；設(shè)備2鉤；保健車3鉤；炸藥2鉤；350m水平升降液壓支架6鉤。（二）提升設(shè)備能力計算最大班輔助提升凈作業(yè)時間平衡表見表3.1。表3.1最大班輔助提升凈作業(yè)時間平衡表提升內(nèi)容最大班提升量每次提升量提升次數(shù)純提升時間（s）休止時間（s）循環(huán)時間（s）總時間（s）降送人員540人75人8次74.5655129.561036.48提升人員230人75人3次74.5655129.56388.68升降其他人20%753次74.5655129.56388.68矸石160車2車4次74.5636110.568844.8坑木8車2車4次74.5660134.56538.24水泥等38車2車19次74.5660134.562556.64設(shè)備2次2次74.5660134.56269.12保健車3次3次74.5660134.56403.68炸藥2次2次74.56120194.56389.12液壓支架6次6次74.56120194.561167.36總作業(yè)時間14664.12s=4.073h工人下井時間1036.48s=17.3min根據(jù)以上計算，結(jié)果如下：1.最大班工人下井時間為17.3min，小于40min；2.最大班作業(yè)時間為4.073h，小于5h；3.根據(jù)混合井副提設(shè)備選型計算結(jié)果及現(xiàn)場實際運行情況，該提升設(shè)備能夠運送井下最大部件，即液壓支架。因此，混合井副提設(shè)備能力滿足要求。5.2立井單繩纏繞式主井提升設(shè)備的選型設(shè)計5.2.1提升容器的選擇立井提升容器主要是箕斗和罐籠。在做方案設(shè)計時，可采用經(jīng)濟提升速度的方法。一般認為經(jīng)濟的提升速度為：（5-1）式中--提升高度（m）；一般情況下取中間值進行計算，即；對于箕斗提升（5-2）式中--礦井深度；--卸載高度，箕斗提升可取15～25m；罐籠提升可取為0；--裝載高度，箕斗提升可取18～25m；罐籠提升可取為0；根據(jù)經(jīng)濟提升速度，可估算經(jīng)濟提升時間：（5-3）式中--提升加、減速度(開始可假定加、減速度相等)，對罐籠可暫取為0.7～0.75m/s2；對箕斗可暫取為0.8m/s2；--容器爬行階段附加時間，對罐籠可暫取為5s；對箕斗可暫取為10s；--容器裝卸載休止時間，可暫取為10s；一次經(jīng)濟提升質(zhì)量為：（5-4）式中--礦井年產(chǎn)量（噸/年）；--提升富裕系數(shù)，對第一水平要求≥1.2；C--提升不均勻系數(shù)，有井底煤倉C=1.15；無井底煤倉C=1.2；t--日工作小時數(shù)，取14h；b--年工作日，取300天；根據(jù)計算所得，從表3.2立井單繩箕斗規(guī)格表中選取一次提升質(zhì)量與之相近的標準箕斗；寫出所選箕斗的型號，容器質(zhì)量（kg）,有效容積(m3)及兩箕斗在井筒中的中心矩S（m）等參數(shù)。實際一次提升質(zhì)量Q（噸）為：Q=V（5-5）式中V--箕斗的有效容積，m3；--貨載的散集密度；t/m3?；愤x定后因?qū)嶋H提升質(zhì)量與經(jīng)濟提升質(zhì)量一般情況下不相等，所以要按實際提升質(zhì)量Q，重新計算一下完成生產(chǎn)任務(wù)所需要的最大一次提升循環(huán)時間：（5-6）表3.2立井單繩箕斗規(guī)格表型號JL—3JL—4JL—6JL—8名義裝載質(zhì)量（t）有效容積（m3）提升鋼絲繩直徑（mm)33.33144.43766.64388.843鋼絲繩罐道直徑（mm)32～50根據(jù)安全系數(shù)確定數(shù)量4剛性罐道規(guī)格380N/m鋼軌數(shù)量2箕斗質(zhì)量（t）最大終端負荷質(zhì)量（t）最大提升高度（m）箕斗總高（mm）箕斗中心距（mm）適用井筒直徑（m）3.88500778018304.54.49.5650865018304.55.012700945018704.5或55.514.5500925021005適應提升機型號2JK—2.52JK—2.52JK—32JK—3.52JK—32JK—3.5由此可估算出完成生產(chǎn)任務(wù)所需提升速度的最小值：（3—7）可作為選擇提升速度的依據(jù)，實際提升速度應根據(jù)實際所選提升機直徑、減速器減速比、提升電動機的額定轉(zhuǎn)速計算。關(guān)于選擇見提升機及提升電動機的選擇部分。5.2.2提升鋼絲繩的選擇立井單繩纏繞式提升一般選用6×19的鋼絲繩，如條件許可的情況可以使用正?；蛘弋愋凸射摻z繩進行接觸。選定其品種后，根據(jù)鋼絲繩的直徑和型號參數(shù)進行具體確定。提升使用的鋼絲繩需要按《煤礦安全規(guī)程》的規(guī)定，需要按照最大靜載荷進行計算并且需要考慮鋼絲繩提升的安全系數(shù)。在不同的提升機器上使用鋼絲繩時，需考慮懸掛時鋼絲繩的安全系數(shù)，需符合以下規(guī)定：（1）用于專職人員升降的，不得低于9；（2）同時用于人員升降和物料使用，在人員升降時不得低于9，在物料升降時不得低于7.5；（3）用于專職物料升降的，不得低于6.5；（4）使用多繩的提升設(shè)備中，考慮鋼絲繩間的摩擦，用于專職人員升降的，不得低于9.2-0.0005；滿足人員升降或同時滿足人員和物料升降用的，人員升降時不得低于9.2-0.0005，物料升降時不得低于8.2-0.0005；用于專職物料升降為的7.2-0.0005；以上各式中—鋼絲繩懸垂長度；對于立井單繩纏繞式提升鋼絲繩懸垂長度：（5-8）式中—井架高度，m；在井架高度尚未精確確定前，可近似選取為：罐籠提升，15～25m;箕斗提升30～35m；可按式（5-9）計算單繩纏繞式提升鋼絲繩每米重力：（5-9）式中QZ--容器質(zhì)量kg；Q--次提升質(zhì)量kg；--鋼絲繩中鋼絲的抗拉強度（Mpa=Ｎ／m2）；提升鋼絲繩可取為1550Mpa（新國標1570）或1700Mpa(新國標1670)。計算出鋼絲繩每米重力后，可從表3.2鋼絲繩規(guī)格表中選每米重力稍大于的鋼絲繩，并查出該繩全部鋼絲破斷力之和（N）及其它參數(shù)?？砂词剑?-10）驗算選定鋼絲繩的實際安全系數(shù)（5-10）若不小于規(guī)程規(guī)定，則此繩可用，寫出鋼絲繩標號：還要查出鋼絲繩的每米重力p，鋼絲直徑；若不滿足規(guī)程規(guī)定，則需重選鋼絲繩?？稍龃箐摻z繩直徑或加大，重新驗算直到滿足要求為止。需注意根據(jù)新國標GB8919—2006重要用途鋼絲繩標準，目前新出廠鋼絲繩力學性能參數(shù)表中給出的是鋼絲繩最小破斷拉力（KN），而鋼絲繩最小破斷拉力與鋼絲繩全部鋼絲破斷力之和不同，二者之間可按GB8919—2006給出的系數(shù)換算。鋼絲繩最小全部鋼絲破斷力之和=鋼絲繩最小破斷拉力×換算系數(shù)部分類型鋼絲繩的換算系數(shù)如下表5-3所示：表5-3鋼絲繩類別6×76×196×3718×76V×19換算系數(shù)1.1341.2141.2261.2831.1775.2.3礦井提升機和天輪的選擇礦井提升機的滾筒直徑為D，是提升機計算和選擇的主要依據(jù)。針對滾筒直徑的選擇具有原則是在滾筒上被鋼絲繩纏繞時不應產(chǎn)生過大的彎曲應力以保證其承載能力和使用壽命。根據(jù)我國《煤礦安全規(guī)程》的規(guī)定，礦井提升機的滾筒直徑在確定時需要考慮鋼絲繩直徑、鋼絲直徑的相互關(guān)系如下：對于地面使用的提升機（5-11）對于井下使用的提升機（5-12）式中D--滾筒直徑，mm；d--鋼絲繩直徑，mm，--鋼絲繩中最粗的鋼絲直徑，mm；其值可在鋼絲繩規(guī)格表5-3中查取。根據(jù)計算值選取標準的滾筒直徑。（二）提升機的最大靜張力和最大靜張力差的計算礦井提升機的許用最大靜張力和許用最大靜張力差是按照提升機相關(guān)規(guī)定設(shè)計出的，在選用時，應使實際負荷所造成的最大靜張力和最大靜張力差小于或等于許用和，為保提升機進行正常工作。（5-13）（5-14）根據(jù)上面計算的D、、值再進行寬度驗算。（三）提升機滾筒寬度的驗算初步選擇提升機之后后，由于已知滾筒的標準寬度，然后根據(jù)工作時纏繞鋼絲繩所需的實際寬度進行驗算。工作時所需的滾筒寬度應容納以下幾部分長度的鋼絲繩：（1）提升高度H。（2）鋼絲繩的試驗長度是根據(jù)我國《煤礦安全規(guī)程》規(guī)定，用于人員升降或人員和物料升降所用鋼絲繩，規(guī)定從懸掛開始，每隔半年進行1次試驗；用于專職物料升降得鋼絲繩，規(guī)定從懸掛開始，每過1年試驗1次，以后每隔6個月試驗1次。試驗時每次剁掉5m考慮到繩的壽命是三年，規(guī)定試驗的繩長為30m。（3）滾筒的表面需保持三圈繩不動（稱摩擦圈），以便減少繩與滾筒固定的拉力。（4）多層纏繞時，上層到下層段鋼絲繩每季需錯動1/4圈，根據(jù)繩子的使用年限，一般取錯動圈n′＝2-4圈。（5）纏繞在滾筒圓周表面上相鄰兩繩圈間隙寬度＝2-3mm。計算時，通常當滾筒直徑為3mm以上時，?。?mm計算，其余?。?mm計算。滾筒的實際容繩寬度由可以下公式求出：單滾筒或者雙滾筒提升機，單層纏繞時，每個滾筒的實際容繩寬度為（5-15）滾筒的實際寬度為B，若B′≤B則繩在滾筒上可纏繞單層；若B≤B′≤2B則繩在滾筒上需纏繞兩層。單滾筒或者雙滾筒提升機，多層纏繞時，滾筒的實際容繩寬度為：（5-16）單滾筒提升機作雙鉤提升時，滾筒的實際容繩寬度為（5-17）式中—提升機所需的滾筒纏繩寬度，mm； —單滾筒提升機作雙鉤提升時，纏繞和下放鋼絲繩間應留圈數(shù)，≥2圈； —多層經(jīng)文緯武時平均纏繞直徑，即（5-18） —纏繞層數(shù)。若纏繞層數(shù)超過《煤礦安全規(guī)程》規(guī)定，則需改選直徑較大的提升機。并重新驗算滾筒寬度，直到纏繞層數(shù)滿足要求為止。（四）提升機標準速度、提升機減速器減速比及提升機型號的確定同一滾筒直徑和寬度的提升機可選配幾種不同減速比的減速器，同不同額定轉(zhuǎn)速的電動機配套可獲得多種提升速度，因此需綜合考慮各種因素的影響。按下式（5-19）。（5-19）計算出所選提升機在配不同轉(zhuǎn)速的電機和不同減速比時的提升速度填入下表，其中減速比i取值應與提升機規(guī)格表中i相對應，電動機額定轉(zhuǎn)速為近似值與實際值相差不大。（五）電動機的預選根據(jù)對提升設(shè)備的動力學計算，可通過該計算預選出提升電動機。當該機器的功率大于200kw選用高壓電動機時，我國新建礦井一律采用6000V的額定電壓等級。初步選定的提升電動機依據(jù)是：電動機的功率、轉(zhuǎn)數(shù)及電壓等級三個