(完整word版)煤矿矿车过半径计算

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煤矿巷道断面尺寸计算表(全)

H1=h3+h0+d0
7
巷道的计算掘进高度
毫米 H2=H1+δ
H2=H1+δ
8
巷道的净宽度
毫米单轨B=a+c 双轨B=a+b+c
单轨B=a+c 双轨B=a+b+c
9
巷道的设计掘进宽度
毫米 B1=B+2T
10
巷道的计算掘进宽度
毫米 B2=B1+2δ
11
净断面
米² S=B(0.39B+h2)
12
掘进断面积
B1=B+2T
10
巷道的计算掘进宽度
毫米
B2=B1+2δ
11
圆弧拱的曲率半径
毫米
R=0.542B
12
净断面
米²
S=B(0.24B+h2)
13
掘进断面积
米²
S2=B2(0.35B2+h3)0.1B²
14
净周长
米
P=2.27B+2h2
15
巷道允许通过风量
米³/秒
Q≦SVm
每米圆弧拱形巷道断面掘砌工程量计算公式
掘进
量（米³）
300
350
75
0.11 0.16
0.11
2
100～150
3
150～200
4
200～250
350
300
400
75
0.13 0.18
400
350
400
75
0.15
0.2
400
350
450
75
0.17 0.23

人字沟矿山运矿道路工程量计算说明

人字沟矿山运输道路工程量计算说明一、工程量计算依据:1、人字沟矿山地质地形图，比例尺1:2000。

2、结合嵩基矿山目前开采现状。

3、厂矿道路设计规范。

4、运输道路从破碎站卸料平台340米高度起，直达480水平。

二、工程量计算原则:1、道路挖方坡度为75°。

2、道路填方坡度为42°。

3、道路路面宽度为6米，路肩宽度为0.5米，道路宽度为7米。

4、运输道路转弯半径不小于15米。

5、以垂直高度5米为一个标注单位，以7％的纵坡度在地图上标注道路拐点。

在地形复杂的地段做若干个剖面，分别计算各剖面的面积，然后取相邻两个剖面的平均值乘以其间距，得出工程方量。

三、道路布置和拐点位置：1、图中红线为运矿道路的位置。

2、运矿道路拐点示意图：3、道路做圆滑调整后的效果图：4、道路各拐点坐标：1 424251 3798742 2 424194 37986643 424194 3798622 4 424053 37986065 424958 37985056 423844 37984127 423864 37983428 423898 37982749 423964 3798244 10 424016 3798192 11 424028 3798120 12 424070 3798060 13 424060 3797988 14 424110 3797932 15 424160 3797882 16 424094 3797850 17 424048 3797794 18 424048 3797720 19 424092 3797660 20 424136 3797604 21 424196 3797560 21 424232 3797494 h1 424238 3797514 h2 424230 3797544 23 424206 3797562 24 424154 3797617 25 424126 3797684 26 424100 3797754 27 424166 3797776 28 424242 3797772 29 424307 3797802 30 424268 3797862 31 424266 3797939四、道路工程量计算图表：1、道路纵剖面图：图中红线为设计运输道路2、剖面面积计算图：3、计算表：嵩基矿山运矿道路计算表断面号间距挖方填方横断面积平均面积体积横断面积平均面积体积m ㎡㎡m³㎡㎡m³3 122.563 77.7 100.1 6306.34 292 292 0139 157.8 224.9 31261.15 970 970 059 304.7 637.35 37603.6526 222.9 263.8 6858.86 64 3.5 113.2 7244.8 -1.8620 18.7 11.1 222 0 -0.93 -18.67 52 0.9 9.8 509.6 -2.56 -1.28 -66.5630 0.45 13.5 -39.48 -21.02 -630.6 8 42 1.9 0.95 39.9 -7.42 23.45 984.920 17.53 9.72 194.4 0 -3.71 -74.228 39.43 28.48 797.44 0 0 09 24 4.1 21.77 522.48 -8.67 -4.33 -103.9250 2.05 102.5 -401 -204.83 -10241.510 22 0 0 -325.4 -363.2 -7990.411 72 1.29 0.65 46.8 -1.25 -163.32 -11759.0444 0.65 28.6 -66.98 -34.11 -1500.84 12 28 1.45 0.73 20.44 -1 -33.99 -951.7230 0.73 21.9 -38.34 -19.67 -590.113 42 1.64 0.82 34.44 -3.92 -21.13 -887.4614 72 2 1.82 131.04 -2.75 -3.33 -239.7615 72 3.54 2.77 199.44 -0.32 -1.53 -110.1624 2.74 3.14 75.36 0 -1.6 -38.4 16 48 2.74 2.74 131.52 -4.4 -2.2 -105.636 167.5 85.12 3064.32 0 -2.2 -79.217 36 44.2 105.85 3810.6 018 72 44.7 44.45 3200.4 040 125.9 85.3 3412 019 32 46.99 86.44 2766.08 020 72 51.1 48.85 3517.2 021 72 48.4 49.75 3582 0 013.89 4.1 26.26 364.7514 -9.07 -4.53 -62.92176.04 0.01 2.06 12.4424 -30.11 -19.59 -118.323613.74 4.2 2.06 28.3044 -3.94 -17.02 -233.85486.28 8.8 6.5 40.82 -3 -3.25 -20.415.32 2.74 5.77 30.6964 -3.9 -3.45 -18.354h1 14.66 1.39 20.3774 -41.86 -22.88 -335.42086.64 2.74 1.39 9.2296 -6.89 -24.37 -161.816826.36 139 70.87 1868.1332 0 -3.45 -90.94231.57 2.6 70.8 2235.156 -3.24 -1.62 -51.1434 h2 4.43 0.26 1.43 6.3349 -27.5 -15.37 -68.089110 0.13 1.3 -41.3 -34.4 -34411 0 0 -97.1 -69.2 -761.223 25 1 0.5 12.5 -16.1 -56.6 -141524 75 1 1 75 -9.22 -12.66 -949.525 73 2.4 1.7 124.1 -14.27 -11.74 -857.024.95.7 4.05 19.845 -19.79 -17.03 -83.44743.1 53.5 29.6 1275.76 0 -9.89 -426.259 26 25 2.3 27.9 697.5 -20.2 -10.1 -252.542 131.6 66.95 2811.9 0 -10.1 -424.227 28 23.3 77.45 2168.6 -13 -6.5 -18228 76 3.4 13.35 1014.6 -11.66 -12.33 -937.0840 1.7 68 -275.4 -143.53 -5741.2 29 32 4 2 64 -12.52 -143.96 -4606.7214 0 2 28 -305.5 -159.01 -2226.14 30 58 9.1 4.55 263.9 -4.16 -154.83 -8980.1418 58.9 34 612 0 -2.08 -37.4413.86 21.23 40.07 555.3702 -1.2 -0.6 -8.31616.14 10.62 171.4068 -226.37 -113.79 -1836.5706 31 29 5.4 2.7 78.3 -6.89 -116.63 -3382.27 合计2193.93 130376.9377 -69015.4388五、计算结果：运输道路垂直高差为140米，水平距离为2193.93米，平均纵坡度为6.38％，总工程量为199392.38立方米，其中挖方量为130376.94立方米，填方量为69015.44立方米。

煤矿测量规程(最新版)

煤矿测量规程（2013最新版）目录第一篇总则 (6)第二篇矿区地面控制测量 (9)第一章矿区地面平面控制测量 (9)第一节基本要求 (9)第二节水平角观测 (11)第三节光电测距 (13)第四节钢尺量距 (16)第五节内业计算 (17)第二章矿区地面高程控制测量 (18)第一节基本要求 (18)第二节水准测量 (19)第三节三角高程测量 (20)第三篇矿井测量 (22)第一章联系测量 (22)第一节基本要求 (22)第二节近井点和高程基点的测量 (23)第三节定向投点 (24)第四节陀螺经纬仪定向 (25)第五节几何定向 (28)第六节导入高程测量 (29)第二章井下平面控制测量 (30)第一节基本要求 (30)第二节导线点设置 (31)第三节水平角观测 (32)第四节边长测量 (33)第五节导线的延长 (35)第六节内业计算 (35)第三章井下高程控制测量 (37)第一节基本要求 (37)第二节水准测量 (37)第三节三角高程测量 (38)第四章采区测量 (38)第四篇露天矿测量 (41)第一章露天矿平面控制测量 (41)第一节基本要求 (41)第二节水平角观测 (43)第三节边长测量 (44)第四节内业计算 (44)第二章露天矿高程控制测量 (45)第一节基本要求 (45)第二节水准测量 (45)第三节三角高程测量 (46)第三章采剥场验收测量 (47)第一节基本要求 (47)第二节经纬仪视距测量和平板仪测量 (47)第三节验收量计算 (49)第四章排土场测图 (50)第五章开掘沟道、技术境界及爆破工作测量 (50)第五篇施工测量 (51)第一章基本要求 (51)第二章井口标定和地面建(构)筑物施工测量 (51)第一节井口标定 (51)第二节地面建(构)筑物施工测量 (52)第三章井巷施工和提升设备安装测量 (53)第一节立井普通法施工测量 (53)第二节立井特殊法施工测量 (55)第三节矿井提井设备安装测量 (57)第四节巷道中腰线的标定与检查 (60)第四章贯通测量 (60)第五章露天矿铁路、绞车道及栈桥施工测量 (61)第一节铁路测量 (61)第二节绞车道、栈桥的测量工作 (62)第六篇测绘资料 (64)第二章煤矿基本矿图 (64)第三章测量原始资料与成果计算资料 (70)第七篇地表与岩层移动及“三下”采煤观测 (73)第一章基本要求 (73)第二章地表移动观测 (74)第一节观测站设置 (74)第二节观测工作 (76)第三节观测资料的整理与分析 (78)第三章建筑物下采煤观测 (80)第四章铁路下采煤观测 (81)第五章水体下采煤观测 (82)第六章露天矿边坡移（滑）动观测 (83)第一篇总则第1条煤矿测量工作是矿山生产建设的重要环节，也是矿山建设、生产、改造和编制长远发展规划等各项工作的基础。

煤矿测量规程(最新版)

煤矿测量规程（2013最新版）目录第一篇总则 (1)第二篇矿区地面控制测量 (4)第一章矿区地面平面控制测量 (4)第一节基本要求 (4)第二节水平角观测 (6)第三节光电测距 (8)第四节钢尺量距 (11)第五节内业计算...................................................................................1..2第二章矿区地面高程控制测量 (13)第一节基本要求...................................................................................1..3第二节水准测量...................................................................................1..4第三节三角高程测量...........................................................................1..5第三篇矿井测量 (17)第一章联系测量 (17)第一节基本要求...................................................................................1..7第二节近井点和高程基点的测量........................................................1. 8第三节定向投点...................................................................................1..9第四节陀螺经纬仪定向.......................................................................2..0第五节几何定向...................................................................................2..3第六节导入高程测量...........................................................................2..4第二章井下平面控制测量 (25)第一节基本要求...................................................................................2..5第二节导线点设置...............................................................................2..6第三节水平角观测...............................................................................2..7第四节边长测量...................................................................................2..8第五节导线的延长...............................................................................3..0第六节内业计算...................................................................................3..0第三章井下高程控制测量 (32)第一节基本要求...................................................................................3..2第二节水准测量...................................................................................3..2第三节三角高程测量...........................................................................3..3 第四章采区测量.. (33)第四篇露天矿测量 (36)第一章露天矿平面控制测量 (36)第一节基本要求...................................................................................3..6第二节水平角观测...............................................................................3..8第三节边长测量...................................................................................3..9第四节内业计算...................................................................................3..9第二章露天矿高程控制测量 (40)第一节基本要求...................................................................................4..0第二节水准测量...................................................................................4..0第三节三角高程测量...........................................................................4..1第四节内业计算...................................................................................4..2第三章采剥场验收测量 (42)第一节基本要求...................................................................................4..2第二节经纬仪视距测量和平板仪测量...............................................4. 2第三节验收量计算...............................................................................4..4第四章排土场测图 (45)第五章开掘沟道、技术境界及爆破工作测量 (45)第五篇施工测量 (46)第一章基本要求 (46)第二章井口标定和地面建(构)筑物施工测量 (46)第一节井口标定...................................................................................4..6第二节地面建(构)筑物施工测量........................................................4..7第三章井巷施工和提升设备安装测量 (48)第一节立井普通法施工测量. ..............................................................4..8第二节立井特殊法施工测量. ..............................................................5..0第三节矿井提井设备安装测量............................................................5.2第四节巷道中腰线的标定与检查........................................................5. 5第四章贯通测量 (55)第五章露天矿铁路、绞车道及栈桥施工测量 (56)第一节铁路测量...................................................................................5..6第二节绞车道、栈桥的测量工作........................................................5. 7第六篇测绘资料 (59)第一章基本要求 (59)第二章煤矿基本矿图 (59)第三章测量原始资料与成果计算资料 (65)第七篇地表与岩层移动及“三下”采煤观测 (68)第一章基本要求 (68)第二章地表移动观测 (69)第一节观测站设置...............................................................................6..9第二节观测工作...................................................................................7..1第三节观测资料的整理与分析............................................................7.3第三章建筑物下采煤观测 (75)第四章铁路下采煤观测 (76)第五章水体下采煤观测 (77)第六章露天矿边坡移（滑）动观测 (78)第一篇总则第 1 条煤矿测量工作是矿山生产建设的重要环节，也是矿山建设、生产、改造和编制长远发展规划等各项工作的基础。

煤矿作业规程计算公式

提升据
1.卷筒直径/mm
D≥60ds；D≥900δ
ds、δ—分别为钢丝绳直径及最粗钢丝直径，mm
2.选定提升机型号
DT≥D
DT—所选提升机的卷筒直径
3.校验卷筒宽度/mm
—最大提升速度，m
30—提升钢丝绳试验长度，m
—提升机卷筒名义直径，m
—提升钢丝绳绳圈间隙，取2-3mm
—箕斗装矸、卸载休止时间，s；当用耙斗装岩机时 =100~300s
3.选择标准箕斗容积/ m3
V≥Vj
立井提升钢丝绳选择计算
计算步骤
计算公式
符号及数据
1.钢丝绳最大悬垂高度H0/m
H0=Hsh+Hj
Hsh—井筒深度
Hj—井口水平至井架天轮平台垂高
2.提升物料荷重Q/N
对矸石吊桶/kN
对临时罐笼/kN
对2BKJ56N05（11KW）局部通风机的吸风量，可取200 m3/min
对2BKJ56N06（28KW）局部通风机的吸风量，可取350 m3/min
—第个掘进工作面同时通风的局部通风机台数，为了防止局部通风机吸循环风，还应保证局部通风机吸入口至掘进工作面回风道口之间的最低风速为0.15m/s
—第个掘进工作面同时工作的最多人数，人
悬吊钢丝绳的选择计算
计算步骤
计算公式
符号及数据
1.钢丝绳最大悬垂高度H0/m
H0—由井内设备悬吊点或导向钢丝绳井内固定点与天轮相切点之间的垂高
2.悬吊钢丝绳终端荷载/N
—悬吊设备荷重，N
—悬吊同一设备的钢丝绳数
3.钢丝绳单位长度重量
—钢丝绳钢丝的极限抗拉强度，Mpa
—钢丝绳的安全系数，根据《煤矿安全规程》：悬吊、吊盘、水泵、抓岩机时 ≥6；提升安全梯的悬吊钢丝绳的安全系数 ≥9；悬吊风筒、风管、水管、注浆管、靠臂式抓岩机和拉紧装置的钢丝绳安全系数 ≥5；用于悬吊吊罐的钢丝绳安全系数 ≥13

车速及滚动半径计算

车速及滚动半径计算通过以下简单公式你也可以轻松计算出自己的大概车速，计算公式如下：后桥速比是固定的，一般为：3.42（天龙）、3.73（A7）、4.11（欧曼6、J6、天龙、陕汽MAN桥）、4.38、4.8（欧曼9），而且厂家一般都会喷在桥壳上，自己可以找以下。

后桥速比越小，车速越快（有些进口车可以达到2.8）。

假定为4.11，即公式中i o=4.11 变速箱速比是有多少个档位就有多少个，比如12JS160TA：法士特12JS160TA变速箱速比一档12.10 二档9.41 三档7.31四档 5.71 五档 4.46 六档 3.48七档 2.71 八档 2.11 九档 1.64十档 1.28 十一档 1.00 十二档0.78一般正常行驶，都能挂到最高档（12档），那么公式中i g=0.78 r 是指轮胎的滚动半径，有国标，可以在网上搜索一下，下面提供几个卡车上常用轮胎的滚动半径：轮胎对应滚动半径11.00R20 0.512 12.00R20 0.53111.00-20 0.522 12.00-20 0.541假定为您的车装的是11.00R20轮胎，那么r=0.512。

更多轮胎参数尺寸可参考《钢丝子午胎更换真空胎型号转换参数对照》一文。

n代表发动机转速，那么带入以上公式计算，不同转速下的车速为：1400rpm——84.3km/h1500rpm——90.3km/h1700rpm——102.3km/h ……以此类推看上去很难，其实很容易，自己算算吧。

注：这个车速仅从转动比率考虑，没有考虑负载、风阻、路面坡度等外因，仅为参考值。

同时发动机转速越低，油耗就越低，所以建议在厂家给出的经济区（仪表绿区）行驶。

汽车的滚动半径，自由半径，静力半径的求解汽车静止时，车轮中心至轮胎与道路接触面之间的距离称为静力半径，由于径向载荷的作用，轮胎发生显著变形，所以静力半径小于自由半径。

一般速度比较低的时候可以认为滚动半径=车轮自由半径=静力半径。

煤矿计算公式大全(附示例和说明)

煤矿计算公式大全（附示例和说明）一、常见断面面积计算公式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÷24、矩形面积=巷宽×巷高二、风度测定计算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=（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36m3/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（m3/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3m3/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（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）2、按采面气温计算：Q采=60×V×S（m3/min）式中60：为系数；V：采面的风速（温度为18~20℃时取0.8~1.0m/s，温度为20～23℃时取1.0～1.5m/s）;S:采面平均断面积。

煤矿测量规程(最新版)

煤矿测量规程（2013最新版）目录第一篇总则 (1)第二篇矿区地面控制测量 (4)第一章矿区地面平面控制测量 (4)第一节基本要求 (4)第二节水平角观测 (7)第三节光电测距 (9)第四节钢尺量距 (14)第二章矿区地面高程控制测量 (16)第一节基本要求 (16)第二节水准测量 (17)第三节三角高程测量 (18)第三篇矿井测量 (20)第一章联系测量 (20)第一节基本要求 (20)第二节近井点和高程基点的测量 (21)第三节定向投点 (22)第四节陀螺经纬仪定向 (23)第五节几何定向 (26)第六节导入高程测量 (28)第二章井下平面控制测量 (28)第一节基本要求 (28)第二节导线点设置 (30)第三节水平角观测 (31)第四节边长测量 (32)第五节导线的延长 (34)第六节内业计算 (34)第三章井下高程控制测量 (36)第一节基本要求 (36)第三节三角高程测量 (37)第四章采区测量 (38)第四篇露天矿测量 (40)第一章露天矿平面控制测量 (40)第一节基本要求 (40)第二节水平角观测 (43)第三节边长测量 (43)第四节内业计算 (44)第二章露天矿高程控制测量 (45)第一节基本要求 (45)第二节水准测量 (45)第三节三角高程测量 (46)第四节内业计算 (47)第三章采剥场验收测量 (47)第一节基本要求 (47)第二节经纬仪视距测量和平板仪测量 (48)第三节验收量计算 (49)第四章排土场测图 (51)第五章开掘沟道、技术境界及爆破工作测量 (51)第五篇施工测量 (53)第一章基本要求 (53)第二章井口标定和地面建(构)筑物施工测量 (53)第一节井口标定 (53)第二节地面建(构)筑物施工测量 (55)第三章井巷施工和提升设备安装测量 (56)第一节立井普通法施工测量 (56)第二节立井特殊法施工测量 (58)第三节矿井提井设备安装测量 (61)第四节巷道中腰线的标定与检查 (64)第四章贯通测量 (66)第五章露天矿铁路、绞车道及栈桥施工测量 (67)第一节铁路测量 (67)第二节绞车道、栈桥的测量工作 (68)第六篇测绘资料 (70)第一章基本要求 (70)第二章煤矿基本矿图 (70)第三章测量原始资料与成果计算资料 (79)第七篇地表与岩层移动及“三下”采煤观测 (83)第一章基本要求 (83)第二章地表移动观测 (85)第一节观测站设置 (85)第二节观测工作 (89)第三节观测资料的整理与分析 (91)第三章建筑物下采煤观测 (93)第四章铁路下采煤观测 (95)第五章水体下采煤观测 (96)第六章露天矿边坡移（滑）动观测 (97)第一篇总则第1条煤矿测量工作是矿山生产建设的重要环节，也是矿山建设、生产、改造和编制长远发展规划等各项工作的基础。

矿山辅助运输-计算部分75页PPT

Fj Fa 0
(4-9)
或
(i)g1.075a0 (4-10)
a ( i)g
1.075
(4-11)
由此可见，当列车运行阻力系数一定时，惯性
状态的减速度取决于轨道坡度的大小和上下坡。上坡时减速α始终保持正值，直到停车为止。
下坡时，如i<ω。，则α为正值即仍为减速运行，
直到停车，如i>ω，则α变为负值，此时不再是减
列车运行理论
列车运行理论是研究作用于列车上的各种力与其运动状态的关系以及机车牵引力和制动力的产生等问题。
一、列车运行基本方程式在讨论列车运行基本方程式时，为简化起
见，假定电机车与矿车之间、矿车与矿车之间的联接都是刚性的，因而在运动的任何瞬间列车中各部分的速度或加速度都是相同的，把整个列车当做平移运动的刚体看待与实际情况虽有差异，但其结果对应用影响不大。
(2)轨面对轮对的法向反力No，它作用于O点，与P0g 在一条直线上；
(3)由于M的作用，轮对将有绕中心c作顺时针
方向旋转的趋势，而轮缘上的同轨面接触的那一点O，相对于轨面来说，有向左滑动的趋势，因
此在轮缘上的。点受到轨面所给的切向摩擦反力 F0，其方向是向右的；
(4)由于摩擦阻力FO的作用，使轮缘上同钢轨接触的那一点O不会在轨面上向左滑动。理想情况下，整个轮对将以O点为瞬时中心向前滚动，即轮对作纯滚动运动。而轮对中心c点则作向前的
坡道阻力是列车在坡道上运行时，由于列车重力沿坡道倾斜方向的分力而引起的阻力。
设β为坡道的倾角，则坡道阻力为：
F i 10 (P 0 Q )0 gsin (4-5)
在计算时，如列车为上坡运行，上式右端取“+” 号，如为下坡，则取"-"号。

矿车计算书Word版

MGC1.7-9固定箱式矿车计算书矿车型号：MGC-1.7-9固定矿车外形尺寸:长×宽×高=2075×1157×1300牵引高:320㎜自重:980㎏矿车最大载重:2700㎏轴距:750㎜车轮直径:350㎜轨距:900㎜一、缓冲弹簧计算作用在每个弹簧的作用力P=(ω+ωg)V²/8gλ=(980+2700)0.85/8×9.8×0.025=3680×0.85²/1.96 ≈1356.5㎏f式中ω=矿车自重980㎏ωg=矿车最大载重2700㎏λ=弹簧的总变形量0.025mg=重力加速度9.8m/s²V=两车相碰撞相对速度0.75-1.0m/s,此外取0.85m/s。

弹簧钢丝直径d=1.6c pkc /=1.675/44.11260⨯⨯=15.52㎜取d=16㎜式中：K —曲度系数 K=1.4C —弹簧指数C=D/d=4て=弹簧材料的许用应力て=75㎏f/㎜²取钢丝直径d=16㎜，校核弹簧最大工作力P 0P 0=d ²て/1.6CK=1339.3㎏f选取钢丝直径，计算弹簧工作圈数N=λGd4/8P0D ³=4.7取n=8式中G —材料的剪弹性模数 G=8000f/㎜²G —弹簧中径 D=dc=64㎜按实际碰撞力校核变形λD=8nPD ³/Gd 4 =28.2㎜弹簧总圈数n 1=n+1.5=6.5弹簧压至各圈相接触时的高度H C =（n-0.5)d=96㎜弹簧节距T=d+λ/n+0.1d=22.6㎜弹簧自由高度Ha=r/c+n(t-d)=129㎜二、车梁强度计算梁单位长度上的荷重q=ωg-ωs/IT=9.7㎏f/㎝式中ωs为车箱重，310㎏て=车梁长度过て取166㎜由均布荷重产生的弯距：M1=K d qL12/2=1.5×9.7×45.52/2≈15061.1㎏f㎝K d=1.5(动力系数)t1=悬臂长度㎝=45.5㎝由牵引力产生的弯距：M2=Fe/2=6000×6/2=24000㎏f㎝F—牵引力=6000㎏e—牵引点距车梁中性轴的距离e=8㎝由缓冲器自重产生的弯距：M3=fL1/2=126×45.5/2=2866.5㎏f㎝式中f=缓冲器自重f=126㎏f在轴卡处的最大弯距：M max=M1+M2+M3=18061.1+24000+2866.5=41927.6㎏f㎝槽钢为10#车辆专用槽钢考虑铆钉对槽钢削弱影响ωH取58.14 ωL=62㎝³中性轴距底边距离Z=4.84㎝忽略焊接对梁的影响在索引进槽钢腹板上的拉应力G1=M max/ωH=41927.6/58.14=721.14㎏f/㎝²在索引进槽钢腹板上的压应力G p=M max/ωL=41927.6/62=672.5㎏f/㎝²由于牵引力在槽钢上产生的拉伸应力G2=F/2A=6000/2×18.6=161.29㎏f/㎝²综合腹板上端的拉应力:G T=G1+G2=833.54㎏f/㎝²综合腹板下端的压应力:G P=G1－G2=510.96㎏f/㎝²暮途穷由碰撞力产生的弯距：M4=P×e1=1356.5×1=1356.5㎏f㎝在轴卡处的最大弯距：M=M1+M3+M4=15061.1+2866.5+1356.5=19294.1㎏f㎝碰撞时槽钢腹板上端的拉应力:G1'=M/ωH=19294.1/58.14=331.85㎏f/㎝²碰撞时槽钢腹板下端的压应力:G P'=M/ωL=19294.1/62=331.19㎏f/㎝²由于碰撞力在槽钢上产生的压应力:G2'=P/A=1356.5/18.6=72.93㎏f/㎝²综合腹板上端的拉应力:G T'=G1'-G2'=331.85-72.93=258.92㎏f/㎝²综合腹板下端的压应力:G P'=G1'＋G2'=331.19＋72.93=384.12㎏f/㎝²式中e1——碰撞点距车梁中性轴的距离e1=1㎝当车梁材料为A3，承受Ⅱ类载荷，其许应力（Gn）=980㎏f/㎝²,在在梁危险断面上最大应力G T=833.54㎏f/㎝²,G T<（Gn）因此梁强度安全。

(完整word版)煤矿矿车过半径计算

车辆在线路曲线段运行于直线段不同,有若干特殊要求.一、最小弯道半径车辆在曲线段运行会产生离心力,离心力的数值随着行车速度的增加和弯道半径的减小而增大。

为了保证车辆在弯道上能够正常运行，其大小应如下确定：1、当行车速度v＜1.5m/s时，弯道半径不小于通过车辆最大轴距的7倍，即R≥7S z2、当1.5m/s≤v＜3.5m/s时，R≥10S z3、当v≥3.5m/s时，R≥15S Z二、弯道外轨抬高当车辆经过弯道时，如果两根轨道仍在一个平面上，由于离心力作用，使车轮轮缘向外轨挤压，既增加了行车阻力，又不断使钢轨与轮缘的磨损加重，严重时可能造成翻车事故。

为此，在弯道处要将外轨抬高一个Δh值，使车辆重力G=mg和离心力F=GV2gR =mV2R的合力垂直于外轨抬高后两个轨面的连线。

因ΔOAB∽ΔO′ab所以mV2R：mg=Δh:S g cosβ或Δh=S g V2COSβgR因为β角很小，可以近似为g:cosβ=10m/s (cos00=1)所以Δh=S g V210R式中: Δh—弯道处外轨抬高值，mS g—轨距,mV—车辆在弯道上的运行速度，m/sR—弯道半径，m上由式可见，Δh值与弯道半径、轨距、车辆运行速度有关。

运行速度越大，弯道半径越小，则外轨抬高值则越大。

例如：R=10m v=1.5m/s 轨距S g=0.6m Δh=15mm R=10m v=2m/s 轨距S g=0.6m Δh=25mm 外轨抬高的方法是内轨不动，加厚外轨下面的道砟厚度。

在整个曲线段，外轨都需要抬高Δh。

为了使外轨与直线段轨道连接，轨道在进入曲线段之前要逐渐抬高，这段抬高段称缓和线。

缓和线长度X1一般可取Δh值的100—300倍左右，使外轨抬高时缓和线的坡度相应为10％—30％左右，即X1=（100—300）Δh三、弯道处轨距加宽弯道处应把轨距适当加宽，加宽值ΔS可用经验公式计算：ΔS=0.18S z2R式中：S Z—车辆轴距R—弯道曲率半径ΔS—弯道处轨距加宽值轨距加宽的方法是外轨不动，只将内轨向内移动。

煤矿采区车场设计电脑自动计算表

采区车场设计一、采区上部车场设计（一）平车场线路进入总回风道这种车场的特点是存车线设在总回风巷，已知变坡点C至总回风道中心线的距离为L，采用这种布置的条件为 L ≥L1+Lg+La式中 L1--为一钩车长度及安全富裕距离。

Lg--为交岔点长度；La--为绞车房及其风道，绳道总长度Lk--为单开道岔平行线路连接点长度；Lh--存车线长度D--线路中直线段长度；（二）、平车场线路进入绕道二、竖曲线位置及坡度图竖曲线相对位置的确定：如上图，OA=存车线长度，如一吨矿车长2米，电机车长4.5米，取5米，一列车拉10个车斗，则存车线取1.5倍列车，则OA=1.5*10*2+5=35米。

OA为重车线，取坡度为8‰（27'30"），空车线坡度为10‰（34'24"），轨道下山坡度θ，重车线竖曲转角θ'，θ'=θ+δ1，空车线竖曲线转角θ"，θ"=θ-δ2，竖曲线半径R（9米），重车线弧长Kp '=πR'θ'/180˚，切线T'=R'*tg(θ'/2),空车线弧长Kp"=πR"θ"/180˚，切线T"=R"*tg(θ"/2)。

在△OEF中，1、OO'=OE/sinθ*sinθ',OE=OA+T'=OA+R'*tg(θ'/2),OO'=(OA+R'*tg(θ'/2))/sinθ*sinθ',2、O'E=OE/sinθ*sinδ1,O'E=(OA+R'*tg(θ'/2))/sinθ*sinδ1, 3、O'F=OO'/sinθ"*sinδ2,O'F=((OA+R'*tg(θ'/2))/sinθ*sinθ')/sinθ"*sinδ2,4、OF=OO'/sinθ"*sinθ,OF=(OA+R'*tg(θ'/2))/sinθ*sinθ'/sinθ"*sinθ, 5、OB=OF-T", 所以，两竖曲线起止点的间距为：6、 AB=OB*cosδ2-OA*cosδ1,因为，R、S、a 2，都是设计中选定的因此可以求出AB、AD值。

煤矿矿车过半径计算

为了保证车辆在弯道上能够正常运行，其大小应如下确定：1、当行车速度v＜1.5m/s时，弯道半径不小于通过车辆最大轴距的7倍，即R≥72、当1.5m/s≤v＜3.5m/s时，R≥103、当v≥3.5m/s时，R≥15二、弯道外轨抬高当车辆经过弯道时，如果两根轨道仍在一个平面上，由于离心力作用，使车轮轮缘向外轨挤压，既增加了行车阻力，又不断使钢轨与轮缘的磨损加重，严重时可能造成翻车事故。

为此，在弯道处要将外轨抬高一个Δh值，使车辆重力G=mg 和离心力F==的合力垂直于外轨抬高后两个轨面的连线。

因ΔOAB∽Δab所以：mg=Δh:cosβ或Δh=因为β角很小，可以近似为g:cosβ=10m/s (cos=1)所以Δh=式中 : Δh—弯道处外轨抬高值，m—轨距,mV—车辆在弯道上的运行速度，m/sR—弯道半径，m上由式可见，Δh值与弯道半径、轨距、车辆运行速度有关。

运行速度越大，弯道半径越小，则外轨抬高值则越大。

例如：R=10m v=1.5m/s 轨距=0.6m Δh=15mmR=10m v=2m/s 轨距=0.6m Δh=25mm外轨抬高的方法是内轨不动，加厚外轨下面的道砟厚度。

在整个曲线段，外轨都需要抬高Δh。

为了使外轨与直线段轨道连接，轨道在进入曲线段之前要逐渐抬高，这段抬高段称缓和线。

缓和线长度一般可取Δh值的100—300倍左右，使外轨抬高时缓和线的坡度相应为10％—30％左右，即=（100—300）Δh三、弯道处轨距加宽弯道处应把轨距适当加宽，加宽值ΔS可用经验公式计算：ΔS=0.18式中：—车辆轴距R—弯道曲率半径ΔS—弯道处轨距加宽值轨距加宽的方法是外轨不动，只将内轨向内移动。

整个曲线段，轨距都需要加宽ΔS。

为了使内轨与直线段轨道连接，轨道在进入曲线段之前要逐渐抬加宽轨距，这段长度通常与抬高段的缓和线长度相同。

空动时间内矿车运行的距离计算

空动时间内矿车运行的距离计算矿车过卷后的实际运行距离分两种情况，一种是矿车在过卷处轨道倾角条件下的自然减速度小于或等于绞车安全制动减速度时，即绞车滚筒先停矿车后停，或同时停，矿车过卷后的实际运行距离，就是矿车以其自然减速度运行的距离；另一种情况是矿车的自然减速度大于绞车的安全制动减速度，即矿车停得快绞车停得慢，则矿车不能按自己的自然减速度停车，还要被滚筒拖动运行一段距离，实际的过卷运行距离，应按绞车的保险制动减速度进行计算。

1.保险闸空动时间内矿车运行的距离S x(1)系统自然减速度a x ：过卷开关动作后，电源跳闸，提升系统按其惯性运行到保险闸空动时间结束，即以系统的惯性力为动力，以移动部分的下滑力和运行阻力为制动力，故减速度a x 为∑+=g F F a c m cx式中 F c ——矿车在过卷开关处下滑力和运行阻力，kN ；102)cos )(sin (10÷++=a f a Q Q n F cn ——矿车数；Q 0——一台矿车质量，㎏；Q ——一台矿车载重，㎏；a ——过卷开关处的倾角；f 1——矿车运行阻力因数，f 1=0.01～0.015；∑m ——包括缠绕在滚筒上的钢丝绳在内的转动部分的变位质量，kN ·s 2/m ；∑÷+++=g L P W W W t d j m 102W j ——绞车机械部分的变位重量，kN ；W d ——电机的变位重量，kN ；[]102222÷=T d d D i GD W 2TD ——电机转子的回转惯量，㎏·㎡； i ——减速比；D T ——滚筒直径，m ；W T ——天轮的变位重量，kN ；10222÷÷=t t t t D D G WG t ——天轮轮缘重量，㎏；D t ——天轮直径，m ；或 1021402÷=t t D WL ——缠在滚筒上的钢丝长度，m ；P 0——钢丝绳每米质量，kg/m ；g ——重力加速度9.8m/s 2；(2)空动时间结束时间的矿车运行速度V xx x x t a -=max υυ式中 max υ——过卷前的矿车运行速度，m/s ；t x ——保险闸空动时间，盘式制动闸0.3s ；压缩空气驱动闸瓦式制动器0.5s ，储能液压驱动闸瓦0.6s 。

矿车拐外处曲率半径计算

矿车拐外处曲率半径计算
一、根据矿车现实中的运动情况，如下图所示：
如图为最容易发生干涉的部分，由于转弯时，轨道会存在一个曲率半径，当半径太小时就会发生碰撞。

二、分析车轮碰撞原理，建立数学模型，如下图：
图中的轨道曲率半径R 为剖面线所示三角形的外接圆半径，从而将实际情况转化为数学模型：
如图：
已知：三角形的长边a,长边上的高δ，及r ；
求：三角形的外接圆半径R.
解：根据公式：
三角形面积=a*b*c/4R ,其中a,b,c 为三角形三边的长，R 为外接圆半径。

设：三角形的其余两边为b,则有如下：
R
a ⨯∙∙=∙4c
b a δ21 （1）由勾股定理得：
222δ+=r b （2）
222r)(δ-+=a c （3）
由（1）（2）（3）式得： ()δ2r δδR 2
222∙-+∙+=a r 由实际知：δ为3，r>>δ,故公式可以简化为：
δ
2)(R ∙-∙=r a r 结论：此轨距的曲率半径为临界最小值，实际工程中应大于此值，并在其基础上增加安全系数。

矿山井巷车辆运输方案

目录一、工程概况 (3)二、地质条件 (3)三、技术标准 (3)四、有轨运输和无轨运输的可行性安全分析 (4)1、有轨出碴的弊端 (4)2、无轨出碴相对有轨出碴的优点 (4)五、绞车对下行重车钩带保护方案 (8)1、总体部署 (11)2、操作规程 (11)六、无轨运输方案选择 (11)1、洞内交通量统计 (11)2、设备参数及出碴数量 (11)3、相关设备参数 (11)4、农运车载荷后总重量计算 (12)5、钢丝绳承受最大静拉力 (12)6、钢丝绳破断拉力 (13)七、车辆运输线路确定： (14)八、出碴运输总体保证措施 (16)1 装碴 (16)2 运输 (16)3、卸碴作业应符合下列规定： (17)4 运输安全保证措施 (17)九、文明施工，环境保护措施 (19)矿山井巷内车辆出碴运输专项施工方案一、工程概况临汾山水水泥矿山井巷位于山西省临汾市洪洞县明姜镇兴旺峪村东北方向，距离厂区约6公里，井巷平面长度1440米，入口标高1299.785米，出口标高1032.897米，坡度18.534%，相对高差266.888米。

二、地质条件本矿山井巷工程因没有地质钻探资料，只有推断地质资料，根据中建材地质勘查中心山西总队人员介绍，井巷穿越的大部分岩层为风化严重的片麻岩；再根据≤太原市炳坤公路勘察设计咨询有限公司≥设计说明围岩级别、衬砌划分如下：围岩级别划分、衬砌划分统计表三、技术标准本项目巷道依据其使运功能，运营期间的检修维护的要求的空间要求，采用的主要技术标准如下：⑴平、纵面线型满足巷道运营期间皮带机的工作的要求，平、纵面均采运直线型，路线平面长度为1440m，纵断面纵坡为18.534%，实际施工长度为1464m。

⑵内轮廓指标正常段：净宽3.9m，净高3.2m；加宽段：净宽5.7m，净高3.47m；避车洞：净宽2.0m，净高2.2m；四、有轨运输和无轨运输的可行性安全分析1、有轨出碴的弊端（1）、钢丝绳断裂钢丝绳是提升运输最重要的部件，将绞车的转动力传递给车辆进行提升运输，是有轨运输中最重要的安全隐患。

提升绞车过卷与过放距离计算

提升绞车过卷与过放距离计算1、主提JKZ—2.8/15.5型绞车(1)提升最大绳速计算S主=(587÷15.5÷60)×3.14×2.8=5.6m/s经计算提升机过放距离小于《煤矿安全规程》第397条表六中规定的数值,满足施工要求。

(2)提升过卷高度验算(5m3吊桶为例)h4=H-(h1+h2+h3+0.5R)=26.364-(10+1.5+7.08+0.75)=7.034m,式中:H—为井架高度即井口水平到天轮平台的距离,26.364m h1—翻矸台高度,取10mh2—吊桶卸矸所需高度,1.5mh3—吊桶、钩头、连接装置和滑架的总高度,h3=3.48+2.5+1.1=7.08mh4—提升过卷高度R—提升天轮公称半径,1.5m过卷高度大于《煤矿安全规程》规定的3.03m,满足施工要求。

2、副提2JK—3.5/20型绞车(1)提升最大绳速计算S副=(593÷20÷60)×3.14×3.5=5.4m/s经计算提升机过放距离小于《煤矿安全规程》第397条表六中规定的数值,满足施工要求。

(2)提升过卷高度验算(5m3吊桶为例)绞车最大绳速为5.4m/s。

h4=H-(h1+h2+h3+0.5R)=26.364-(10+1.5+7.08+0.75)=7.034m,式中:H—为井架高度即井口水平到天轮平台的距离,26.364m h1—翻矸台高度,取10mh2—吊桶卸矸所需高度,1.5mh3—吊桶、钩头、连接装置和滑架的总高度,h3=3.48+2.5+1.1=7.08mh4—提升过卷高度R—提升天轮公称半径,1.5m过卷高度大于《煤矿安全规程》规定的2.98m,满足施工要求。

矿山开采设计用计算公式

计算公式一、矿山服务年限计算 N=)1(e A Q -⋅η （a ）式中：N —矿山服务年限（a ）；Q —设计利用储量万t ；η—矿石回采率 %；（地下开采80%-90%，露天开采85%-95%） A —矿山年产量万t/a ；e —废石混入率 %；（地下开采10%，露天开采5%）二、矿山生产能力计算1、按采矿工程延深速度验证确定矿山生产能力（露天） A=)1(e H V P -⋅⋅η （a ）式中：A —矿山生产能力万t/a ；P —水平分层平均矿量万t ；V —采矿工程年延深速度 m/a ；η—矿石回收率 %；H —阶段高度 m ；e —废石混入率 %；2、根据矿山开采年下降速度计算和验证矿山生产能力（地下开采） A=βαγ-⋅⋅⋅1S V K 1·K 2·E （万t ）式中：A —矿山年生产能力万t/a ；V —回采工作面下降速度 m/a ；(浅孔留矿为10-25 m/a)S—矿体开采面积 m2；γ—矿石体重 t/m3；α—矿石回收率 %；（80%-90%）β—废石混入率 %；（10%-20%）E—地质影响系数（0.7-0.9）；K1—矿体倾角修正系数K2—矿体厚度修正系数（0.8-1.2）3、矿山生产能力计算（地下开采）A=Z EKQN-⋅⋅⋅1（万t/a）式中：A—矿山生产能力万t/a；Q—矿块生产能力万t/a；N—分布矿块数个；K—矿块利用系数（0.1-0.4）；E—地质影响系数（0.7-0.9）；Z—废石混入率（10%-20%）；4、露天矿总生产能力计算Aα=A(1+n s）=Ak+nsAk （万t/a）式中：Aα—年矿岩总生产能力 t/a；A—年矿石生产能力 t/a；n s—生产剥采比 t/t；5、露天矿可能达到的生产能力A=N·n·Q （t/a）式中：A—露天矿矿石年产量 t/a；Q —挖掘机生产能力 t/a ；n —同时工作的采矿阶段数N —一个阶段可布置的挖掘机数（汽车运输为1-2）； N=oL L L —一个台阶的矿石工作线长度 m ；L o —一台挖掘机占用的工作线长度 m ；6、根据矿石储量估算露天矿生产能力 A=LQ L=0.2千Q式中：A —矿山年生产能力 t/a ；Q —境界内矿石储量 t ；L —矿山寿命 a ；三、矿井需风量、负压计算1）风量计算①按井下同时工作的最多人数计算Q=qN m 3/min式中：Q —矿井需风量 m 3/min ；q —每人用风量 4m 3/min ；N —最多入井人数人；②按矿井各地点实际需要风量的总和计算a 、采场需风量1°按排除采场炮烟计算Q1=A·25 m3/min式中：Q1—按排除采场炮烟所需的风量 m3/min；A—每次爆破使用的最大炸药量 kg；25—每kg炸药爆破后需风量2°按排尘风速计算Q1=V·S式中：Q1—按采场排尘所需的风量 m3/min；V—“规程”规定风速取0.25m/sS—采场通风断面积 m3b、掘进工作面需风量1°按一次爆破的最大炸药量计算Q z=25A m3/min2°按生产过程中最多人数计算Q z=Qn m3/min3°按排尘风速计算Q z=V·S m3/minc、硐室需风量Q3=40m3/min～80m3/mind、矿井各地点用风量总和为Q总=ΣQ1+ΣQ2+ΣQ3③最终矿井风量的确定Q=KQ总m3/min式中：K—为风量备用系数（K=1.1-1.25）2）负压计算H=RQ2 PaR=3S LP⋅⋅γ式中：H—矿井通风摩擦阻力 PaR—矿井通风摩擦阻力Q—矿井风量 m3/sγ—巷道通风摩擦阻力系数P—巷道周长 mL—巷道长度 m四、矿井涌水量计算1、露天采坑最大降雨时涌水量计算Q max=H p·F·φ′/1000式中：Q max—最大降雨时露天采坑的涌水量 m3/dH p—设计频率暴雨量 mmφ′—暴雨地表径流系数（0.5-0.9）F—入渗区汇水面积 m22、露天采坑正常降雨涌水量计算Q m=H·F·φ/1000式中：Q m—正常降雨涌水量 m3/dH—平均及降雨量 mmF—机械排水担负的汇水面积 m2φ—正常降雨地表径流系数直（0.3-0.5）3、用稳定流解析法（大井法）按潜水含水层计算矿井涌水量Q=)()2(366.1rR eg S S H K - 式中：Q —竖井成矿坑的涌水量 m 3/dH —潜水含水层厚度 mK —渗透系数 m/dS —水位降深 mR —影响半径 mr —竖井半径成矿坑引用半径 m矿坑引用半径r 的确定：当开采范围为不规则形状时 r=πF 当天采范围为矩形时 r=4b a + F —为开采面积α、b —分别为开采范围的长度和宽度五、排土场计算1、排土场所需容积V y =V s ·K s /(1+Kc)式中：V y —排土场设计的有效容积 m 3V s —剥离岩土的实系数 m 3K s —岩土的松散系数 m 3K c —岩土的下沉率（%）（7%-15%）2、排土场的设计总容积V=K 1·V y m 3式中：V —排土场的设计总容积 m 3V y—排土场的设计容积 m3K1—容积富余系数（1.02-1.05）六、采场采出矿石品位计算α12=（1-γ）d2式中：α12—采区采出矿石品位 %（或g/t）γ—废石混入率 %d2—采区矿石地质平均品位 %（或g/t）七、主要设备生产能力计算1、潜孔钻机台班生产能力计算V b=0.6·υ·T b·η式中：V b—潜孔钻机台班生产能力 m/台·班T b—潜孔钻机每班工作时间 minη—潜孔钻机时间利用系数（0.6-0.4）υ—潜孔钻机钻进进度 cm/minV b一般为15-32m/台·班上式中机械钻速可近似的用下式表示①V=-4ank/πD² E式中a-冲击功（kg/m）；n-冲击频率（次/min）D-钻孔直径（cm）；E-岩石凿碎功比耗（kg.m/cm³）;k-冲击能利用系数，0.6-0.8.②v=3.75Pn/Df（cm/min）P-轴压（t）；n-钻头钻速（r/min）；D-钻头直径；f-岩石坚固性系数。