运输设备选型计算
8119综采工作面运输设备选型计算
3101工作面运输设备选型计算1、3101运输顺槽巷带式输送机：a=1°—4° （从尾部至头部），L=470m （从尾部至头部），带强860N/mm , 带速 V = 2m/s，带宽 B=800mm。
（1）选型计算初定设计参数：上托辊间距为1200mm，下托辊间距为3000mm，托辊槽角为35°，上下托辊辊径108mm，导料槽长度4000mm，输送带上胶厚4.5mm，下胶厚1.5mm，托辊前倾1°20'。
1）核算输送机能力由公式 Q=3.6Svky由a=35° 查的0=20° S = 0.06914m2根据仪=1°--16。
--1°,查的卜=1所以Q=560t/S>500t/h满足要求2）根据原煤粒度核算输送机带宽根据公式B>2a + 0.2B =（2x300 + 200） mm = 800mm输送机带宽B=800mm能满足输送300mm粒度原煤要求。
（3）计算圆周驱动力和传动功率1）计算圆周驱动力各种参数的确定上托辊转动部分重量：q‘=11.7kg/m下托辊转动部分重量：q〃=4.0kg/m托辊阻力系数：全程满载：⑦=0.036考虑附加阻力；全程空载：8=0.013 考虑附加阻力。
胶带每米荷重：q= Q/3.6v=55.6kg/m胶带每米自重：q°=10.9kg/m PVG800S圆周驱动力：F = F1+F2+F3 + F'式中：F1——上分支运行阻力，N;F2 ——下分支运行阻力，N；F3 ——物料提升阻力，N。
『一一附加阻力，N。
①全程满载(⑦-0.036考虑附加阻力)：上分支运行阻力：F「(q+ q0+ q')«gL h = 29273N下分支运行阻力：F2=(q0+ q〃)cgL h = 5578N物料提升阻力：F3=qHg =-42424N附加阻力F'=F1' +F2, +FJ + F4, =3000 N 圆周驱动力：F有1 = F1+F2+F3 +F'=-4573N②全程满载(⑦=0.012考虑附加阻力)：上分支运行阻力：F1=(q+ q0 + q，)^gL h = 9758N下分支运行阻力：j=笛0十 q〃)cgL h=1860N物料提升阻力：F3=qHg =-42424N附加阻力F'=F1' +F2, +FJ + F4, =3000 N 圆周驱动力：F 有2 = F]+F2 + F3 +F'=-27806N③全程1000米满载(⑦口).012考虑附加阻力)：上分支运行阻力：一="+ q0 + q')ttgL h= 1389 + 2026 + 2927=6342N下分支运行阻力：F2=(q)+ q〃)cgL h=1860N物料提升阻力：F3=qHg =-37455N附加阻力F'=F1' +F2, +F3, + F4' =3000 N圆周驱动力：F 有2 = F]+F2 + F3 +F'=-26253N④全程空载(⑦-0.036考虑附加阻力)：上分支运行阻力：F]=(q+ q0+ q‘)cgL h = 8460N下分支运行阻力：j=笛0十 q〃)cgL h = 5578N物料提升阻力：F3=qHg =0N附加阻力F'=F1' +F2, +F3, + F4' =3000 N圆周驱动力：F 空= F1+F2 + F3 +F'= 17038N根据以上工况做比较I F有/最大，故设计按有载计算功率。
运输设备选型计算
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运输石门选用特殊防爆型蓄电池机车牵引运输。
煤、矸石采用固定式矿车装载，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、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型１t固定式矿车6辆。
２、1t材料车矿井运送材料采用型一吨材料车，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 －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 kg F k 15.138)312(261.045=+⨯+=(2)蓄电池机车牵引重车时的牵引力kg F z 47.141)310(2)61.1(225=-++=(3)根据蓄电池机车牵引电机的特性曲线得I k =52A V k =h I z =56A V z =h (4)列车的运行时间 空车运行时间:初期运行时间 min 45.36.115.0801=⨯=k t后期运行时间min 34.106.115.1802=⨯=k t重车运行时间： 初期运行时间min 5.34.115.0801=⨯=z t 后期运行时间 min 52.104.115.1802=⨯=z t列车循环时间：初期循环时间m in 95.31255.345.31=++=T后期循环时间m in 86.452552.103.102=++=T (5)均方根电流初期均方根电流A I j 2995.31565.35245.315.1221=⨯+⨯= 后期均方根电流 A I j 4286.455652.105234.1015.1222=⨯+⨯=根据上述计算，蓄电池机车运行时的均方根电流均小于蓄电池机车允许电流50A 。
某露天矿山采掘及运输设备选型与计算
Ａ ｂ ｓ ｔ ｒ ａ ｃ ｔ ：Ｔ ｈ ｅｍ ｉ ｎ ｅｉ ｓ ｔ ｅ ｃ ｈ ｎ ｏ ｌ ｏ ｇ ｉ ｃ ａ ｌ ｅ ｘ ｐ ａ ｎ ｓ ｉ ｏ ｎｐ ｒ ｏ ｊ ｅ ｃ ｔ ，ｔ ｈ ｅ ｏ ｒ ｉ ｇ ｉ ｎ ａ ｌ ６ ０ ０ ０ ０ ０ｔ ／ ａ ｐ ｒ ｏ ｄ ｕ ｃ ｔ ｉ ｏ ｎｓ ｃ ａ ｌ ｅ ｅ ｘ ｐ ａ ｎ ｓ ｉ ｏ ｎｔ ｏ ２ １ｍ ｉ ｌ ｌ ｉ ｏ ｎｔ ／ ａ ．Ｔ ｈ ｅ ｗ ｏ ｒ ｋｗ ａ ｓ ｄ ｏ ｎ ｅ ｔ ｏ ｔ ａ ｋ ｅ ｆ ｕ ｌ ｌ ａ ｄ ｖ ａ ｎ ｔ ａ ｇ ｅ ｏ ｆ ｅ ｘ ｉ ｓ ｔ ｉ ｎ ｇ ｅ ｑ ｕ ｉ ｐ ｍ ｅ ｎ ｔ ，ｐ ｌ ａ ｙ ｅ ｑ ｕ ｉ ｐ ｍ ｅ ｎ ｔ ｅ ｆ ｆ ｉ ｃ ｉ ｅ ｎ ｃ ｙｓ ｏｔ ｈ ａ ｔ ａｒ ｅ ａ ｓ ｏ ｎ ａ ｂ ｌ ｅｍ ａ ｔ ｃ ｈｗ ｉ ｔ ｈｅ ａ ｃ ｈｏ ｔ ｈ ｅ ｒ ｂ ｅ ｔ ｗ ｅ ｅ ｎｔ ｈ ｅｏ ｒ ｉ ｇ ｉ ｎ ａ ｌ ｅ ｑ ｕ ｉ ｐ ｍ ｅ ｎ ｔ ａ ｎ ｄｅ ｘ ｉ ｓ ｔ ｉ ｎ ｇｅ ｑ ｕ ｉ ｐ ｍ ｅ ｎ ｔ ｍ ｅ ｅ ｔ ｔ ｈ ｅｎ ｅ ｅ ｄ ｓ ｏ ｆ ｔ ｈ ｅｏ ｐ ｅ ｎｓ ｔ ｏ ｐ ｅｍ ｉ ｎ ｉ ｎ ｇｅ ｎ ｇ ｉ ｎ ｅ ｅ ｒ ｉ ｎ ｇ ．Ｉ ｔ ｃ ａ ｎａ ｌ ｓ ｏｒ ｅ ｄ ｕ ｃ ｅｏ ｒ ｅｌ ｏ ｓ ｓ ａ ｎ ｄｄ ｉ ｌ ｕ ｔ ｉ ｏ ｎ ，ｉ ｍ ｐ ｒ ｏ ｖ ｅｍ ｉ ｎ ｉ ｎ ｇｅ ｃ ｏ ｎ ｏ ｍ ｉ ｃｅ ｆ ｆ ｅ ｃ ｔ ｓ ，ｓ ｏｔ ｈ ａ ｔ ｔ ｈ ｅｔ ｏ ｔ ａ ｌ ａ ｍ ｏ ｕ ｎ ｔ ｏ ｆ ｅ ｑ ｕ ｉ ｐ ｍ ｅ ｎ ｔ ａ ｎ ｄｍ ｉ ｎ ｅｓ ｔ ｒ ｉ ｐ ｐ ｉ ｎ ｇｐ ｒ ｏ ｄ ｕ ｃ ｔ ｉ ｏ ｎｃ ａ ｐ ａ ｃ ｉ ｔ ｙ ｍ ａ ｔ ｃ ｈ ．Ｌ ａ ｒ ｇ ｅ － ｓ ｃ ａ ｌ ｅ ｅ ｑ ｕ ｉ ｐ ｍ ｅ ｎ ｔ ｃ ａ ｎｂ ｅ ｕ ｓ ｅ ｄ ．Ｔ ｈ ｅ ｏ ｐ ｔ ｉ ｍ ｉ ｚ ｅ ｄｓ ｅ ｌ ｅ ｃ ｔ ｉ ｏ ｎｏ ｆ ｍ ｉ ｎ ｉ ｎ ｇ ａ ｎ ｄｔ ｒ ａ ｎ ｓ ｐ ｏ ｒ ｔ ａ ｔ ｉ ｏ ｎ ｅ ｑ ｕ ｉ ｐ ｍ ｅ ｎ ｔ ｉ ｎｔ ｈ ｅｏ ｐ ｅ ｎｐ ｉ ｔ ｉ ｓ ａｒ ｅ ｆ ｅ ｒ ｅ ｎ ｃ ｅｆ ｏ ｒ ｓ ｉ ｍ ｉ ｌ ａ ｒ ｍ ｉ ｎ ｅｅ ｑ ｕ ｉ ｐ ｍ ｅ ｎ ｔ ｓ ｅ ｌ ｅ ｃ ｔ ｉ ｏ ｎ ． Ｋ ｅ ｙｗ ｏ ｒ ｄ ｓ ：ｏ ｐ ｅ ｎｐ ｉ ｔ ｍ ｉ ｎ ｅ ；ｅ ｑ ｕ ｉ ｐ ｍ ｅ ｎ ｔ ｓ ｅ ｌ ｅ ｃ ｔ ｉ ｏ ｎ ；ｒ ｅ ｆ ｉ ｎ ｅ ｍ ｅ ｎ ｔ ｍ ｉ ｎ ｉ ｎ ｇ 随着矿山开采规模的大型化，为提高矿山生产效率，降低开采成本，设备大型化、高效化是如今矿 山发展的趋势之一，但大型设备存在分采选采性能差的弊端，由此所造成的矿石贫化及不同矿种的混杂 是不可避免的。本文所述矿山为改扩建矿山，矿石品位变化大、矿石价值高、矿体赋存条件复杂，特别 是部分零星矿体薄、夹层多，因此对矿石贫化损失要求较高，矿山对设备选型提出的要求是：满足设备 大型化、充分合理利用现有小型设备以发挥其使用灵活的算
17°坡的单轨吊运输计算
17°坡的单轨吊运输计算根据吊运8000KN 液压支架重量30t ，坡度18° 的要求进行初步计算 一、单轨吊车选型计算初选单轨吊车8驱DCR200/130Y 防爆柴油机单轨吊机车作为辅助运输设备，并配套1套32吨、2套12吨液压马达起吊梁；运送受力分析计算如下：1.机车牵引力计算以巷道最差工况和货物运输最大重量作为机车选型依据，矿方运输物料最重以运输25吨计算，配置1套32t 液压起吊梁进行牵引力校核，最大坡度以19°计算。
已知参数：P1=10.8t,（机车自重）；P2=5.64t,（32t 起吊梁自重）； P3=30t （最大载重量）；P4=0.075×2(司机重量)=0.15t ； ω=0.055（阻力系数）； θ=17°（巷道最大坡度）；。
牵引力计算：F=(P 1+P 2+P 3+P 4)×sin θ×9.8+(P 1+P 2+P 3+P 4)×cos θ×9.8×ω=157.5kN ＜200kN 牵引力满足最大运输要求空载运输速度V=1.7m/s （最大安全速度） 满载运输速度V=P1.25F =1301.25×157.5= 0.66 m/s 运输30T 液压支架上坡时的运行速度0.6M /S 。
功率计算29.8/g m s运输30t液压支架时需要的牵引力最大，重载上坡运输速度V=0.7m/s，计算功率Pn=FV/η=157.5×0.6/0.75=126kw ＜130kw17°工况条件时，其向下运行时下滑力：=133.5kN＜200kN；FX选用DCR200/130Y防爆柴油机单轨吊机车配备32吨液压起吊梁满足运输30t液压支架的要求。
2.DC200/130Y柴油机单轨吊主要技术参数操控方式手动司控+遥控驾驶1-驾驶室；2-驱动部；3-冷却辅机；4-超速小车；2-5-主机；6-承载小车；7-长拉杆1200mm；8-短拉杆300mm 3-DCR200/130Y防爆柴油机单轨吊车祖列图DCR200/130Y 防爆柴油机单轨吊车最大运输重量的计算。
丝杆升降机选型计算案例
丝杆升降机选型计算案例丝杆升降机是一种常见的垂直运输设备，广泛应用于各个行业中。
在选型计算时，需要综合考虑多个因素，以确保设备的稳定性和安全性。
以下是一个丝杆升降机选型计算的实际案例。
某公司需要在生产线上安装一台丝杆升降机，用于将产品从地面抬升到上方的工作台上，以提高生产效率。
产品重量为200kg，高度差为3m，升降速度要求为0.2m/s。
首先，我们需要计算所需的额定载荷。
根据产品重量和安全系数，我们选择将额定载荷设置为300kg。
这样可以确保设备在工作过程中不会超负荷运行。
接下来，我们需要计算所需的功率。
通过以下公式可以计算出功率：功率=力×速度在这个案例中，力等于额定载荷乘以重力加速度。
重力加速度通常取9.8m/s²。
速度为0.2m/s。
力=300kg×9.8m/s²=2940N功率=2940N×0.2m/s=588W因此，所需的功率为588W。
接下来，我们需要选择适合的丝杆升降机型号。
根据功率要求，我们选择了一款额定功率为600W的丝杆升降机。
该型号具有足够的功率来满足我们的需求，并且有较好的性价比。
最后，我们需要计算所需的升降时间。
升降时间等于高度差除以升降速度。
升降时间=3m/0.2m/s=15s因此，设备将在15秒内完成升降操作。
综上所述，这是一个丝杆升降机选型计算的案例。
通过计算额定载荷、功率和升降时间等参数，我们可以选择适合的丝杆升降机型号，以满足生产线的需求。
这样可以确保设备的稳定性和安全性，提高生产效率。
水泥搅拌机、输送带及搅拌器选型计算公式
水泥搅拌机、输送带及搅拌器选型计算公式引言本文档旨在介绍水泥搅拌机、输送带及搅拌器的选型计算公式，以便在项目中正确选择适合的设备。
以下是针对每种设备的计算公式及相关说明。
水泥搅拌机选型计算公式水泥搅拌机的选型计算涉及以下参数：- 理论产量（Q）：单位时间内搅拌机的理论最大产量，通常以立方米/小时为单位。
- 搅拌时间（T）：完成一次搅拌所需的时间，通常以分钟为单位。
根据项目的具体要求和现场条件，可以使用以下公式计算水泥搅拌机的选型：搅拌机容量（V） = Q × T其中，搅拌机容量表示所需的水泥搅拌机容量，单位为立方米。
输送带选型计算公式输送带的选型计算需要考虑以下参数：-物料流量（Q）：单位时间内输送带所需处理的物料流量，通常以吨/小时或立方米/小时为单位。
-输送速度（V）：物料在输送带上的运输速度，通常以米/秒为单位。
使用以下公式可以计算输送带的带宽（B）和带长（L）：带宽（B） = Q × (K × V + C)带长（L） = L1 + L2 + L3 + L4 + L5其中，K和C是与物料性质及输送带类型相关的参数，L1至L5表示输送带的不同段落的长度。
搅拌器选型计算公式搅拌器的选型计算需要考虑以下参数：-液体流量（Q）：单位时间内搅拌器所需处理的液体流量，通常以立方米/小时为单位。
-搅拌时间（T）：完成一次搅拌所需的时间，通常以分钟为单位。
使用以下公式可以计算搅拌器的容积（V）：容积（V） = Q × T其中，容积表示所需的搅拌器容积，单位为立方米。
结论通过使用上述提到的选型计算公式，可以根据项目要求和现场条件正确选择水泥搅拌机、输送带及搅拌器的适当型号和规格。
根据实际情况，也可以进行进一步的参数调整和优化以满足特定需求。
请注意，本文档提供的公式和说明仅供参考，并建议在实际选型过程中咨询专业工程师或使用相关软件进行详细计算。
煤矿胶带运输设备选型计算
********** 煤矿主斜井胶带运输设备选型计算机电部****矿主斜井胶带运输设备选型计算主斜井胶带机长L=1099m (井内1074m ，地面25m)；高差H=255.9m 。
其他原始参数为：主斜井井筒倾角β=9--18°；煤的动堆积角λ=30°；井下来煤的最大块度：αmax =300 mm ；松散容重ρ=900kg/m 3；一、选择机型根据使用条件和上运倾角，选择DTL 型固定带式输送机。
机身为钢架固定式，其上托辊间距a 0=1.2m ，下托辊间距a u =3m ，上托辊槽角 λ=35°，前倾2°；下托辊槽角0°，上下托辊辊径均选用108mm 。
二、输送带宽度确定1、满足设计能力的带宽B 1：)(64.079.029.04354001m KpvKoQB =⨯⨯⨯==K----断面系数，计算得K=435；v----带速，v=2m/s ；K β----倾角系数，这里取K β=0.79；2、满足块度条件的带宽B 2：B 2≥2a max +200=2×350+200=900(mm)根据以上计算，选用钢丝芯式输送带ST/S1600型（阻燃型），带宽为1000（mm），纵向拉伸强度为1600N/mm。
三、输送线路设计由于运距较长，为L=1099m，功率较大，选择双滚筒驱动，并将驱动装置布置于井口地面，在胶带机下端布置液压拉紧装置。
清扫装置采用刮板清扫器。
驱动滚筒直径：D≥150z=150×5.7=855(mm)所以取驱动滚筒直径D=1000mm.拉紧滚筒和机尾改向滚筒直径：D1≥0.8D=0.8×1000=800mm取D1=800mm，其余改向滚筒D2=400mm。
四、选型计算：1、胶带每米长度上货载的质量q G=Q/3.6v=400÷(3.6×2)=55.56kg/m2、承载分支和回程分支托辊折算为输送机每米长旋转部分质量上托辊φ108，L=380,轴承4G305；单个上托辊质量q’RO =4.19 kg/m；q RO=3·q’RO /a0=3×4.19/1.2=10.5 kg/m下托辊φ108，L=1150,轴承4G305；单个下托辊质量q’Ru=10.56 kg/m；q Ru = n·q’Ru /a u=1×10.56/3=3.52 kg/m3、圆周驱动力Fu=FH+q G Hg+F s1+F s2其中：主要阻力FH=CfLg((q RO+q RU+(2q B+q G))=43702（N）倾斜阻力F St= qG Hg=139335（N）特种主要阻力F s1、特种附加阻力F s2计算得7900（N）计算得圆周驱动力Fu=190937（N）五、传动功率计算P A= F U×v=190937×2= 381.8kw计算电机功率P M= P A/n= 381.8/0.85=449KW选取电机功率为250kw×2六、输送带张力计算输送带最小张力校核(1) 按输送带不打滑条件查表得磨擦系数μ=0.03，围包角φ=210°，尤拉系数eμφ=3，启动系数K A=1.5输送带最大圆周力F umax=F A= Fu×K A=286406（N）输送带最小张力F2min≥F umax/(eμφ-1)=143203（N）(2) 按输送带允许最大下垂度计算最小张力承载分支：F min≥a0(q B+ q G)g/8(h/a)max=13577（N）回程分支：F min≥auq B g/8(h/a)max=13524（N）计算得：F4=F2min+F r+fLg(q B+q RU)-q B Hg=66476（N）则 F2=F4-F r-fLg(q B+q RU)+q B Hg=90437（N）故F1max= F2+ Fu=281374（N）七、拉紧力计算拉紧力 S≈2F4＝133kN选用液压拉紧装置，对张紧小车的最大拉力为 200KN。
无轨胶轮车运输设计及设备选型计算
辅助运输方式选择一、井下辅助运输选择的基本原则矿井辅助运输主要担负井下人员、矸石、材料及设备的运输任务。
井下辅助运输方式应遵循下列基本原则：1．本矿井生产能力0.9Mt/a，辅助运输适应矿井地质条件和运输系统和运输量的需要；2．系统简单，安全可靠，设备和中转环节少，减少运输转载次数，有利于减少辅助运输人员，提高运输效率，并具有良好的经济效益；3．辅助运输设备操作简便，维修容易，适应巷道倾角的变化，能满足运输人员、物料等运输的需要，最大范围地实现连续运输。
二、辅助运输方式目前国内煤矿辅助运输方式主要有传统的电机车、绞车、矿车等辅助运输系统及无轨胶轮车运输系统等，无轨胶轮车作为新型辅助运输设备在国内得到了较快发展。
根据本矿井井下开采条件，设计认为其可行的辅助运输方式有两种类型，一是有轨运输系统，一种是无轨胶轮车运输系统。
方案一：有轨运输系统有轨运输时，考虑本矿井支架、采煤机等大型宽重设备运输，地面及井下辅助运输的巷道选择铺设600mm轨距的钢轨，采用矿车运输。
为保证运输的高效性，井底车场及大巷采用蓄电式电机车牵引，盘区和工作面巷道采用无极绳绞车牵引，联络斜巷采用绞车牵引。
方案二：无轨运输系统无轨胶轮车辅助运输多用于煤层赋存倾角不大的近水平煤层矿井中。
目前无轨胶轮车运输方式在我国神东公司和济三煤矿用得较好，我国其它一些煤矿正在推广使用。
无轨胶轮车运输特点是运行灵活，装卸方便，水平转弯半径小（4～6m左右）；运行速度快（重载支架车可达1～3m/s，运料车和运人车可达2～8m/s，载重能力大，可以整体搬运液压支架等重型设备。
能实现从地面（平峒或斜井开拓时）直至盘区工作面不经转载的直达运输。
以上两种运输方式中，方案一转载环节多，系统复杂，用人多，效率低；方案二系统简单，运输连续，用人少，效率高。
由于本井田煤层倾角2-7°，煤层倾角平缓，近年来国内大型矿井采用无轨运输的成功实例越来越多，逐渐被使用单位接受和认可，使用的矿井逐渐增多，该运输方式已成为辅助运输的主要发展方向之一，有条件时优先应用。
运输机械选型设计(新)
带式输送机选型计算实例某矿斜井运煤，确定选用带式输送机，试确定带式输送机的具体参数和拖动方式。
1．原始数据井筒倾角：16°；主斜井井口标高：+1277.000m；主斜井给料点井底标高：+836.000m；输送物料：原煤；原煤的松散容重：1000kg/m3；井筒垂直高度：441m；井筒斜长：1600m 2．输送带输送机主要参数的确定运量确定：矿井设计能力800万t/a，井下不设井底煤仓，运输大巷输送带输送机直接转至主斜井皮带，因此主斜井皮带设计运量Q按3000t/h。
根据皮带的设计运量Q，初步确定主斜井输送带输送机的带速v=4.5m/s、带宽B=1800mm。
输送的理论计算能力Q c：Q c＝3.6S vkρ=3.6×0.384×4.5×0.87×1000＝5412.09t/hQ c＞Q因此，所选输送带能满足输送能力的要求。
3．输送机拖动方式的选择带式输送机的启动及停车过程为非稳定工况，其启停特性对带式输送机的正常安全运行影响很大，因此对于长距离大运量的带式输送机驱动系统的合理选择，显得特别重要。
对于大型带式输送机，目前具有可控启/停功能的驱动装置主要有CST驱动装置、变频调速驱动装置等。
CST可控启/停驱动装置是DODGE公司专门为带式输送机开发的驱动装置。
它集机电液于一体，是带电液反馈控制系统、行星齿轮减速器并在输出轴装有线性湿式离合器的高技术产品。
通过液压系统压力控制离合片之间的距离，实现差动调节输出力矩和输出转速的目的。
CST具有设定启动速度曲线自动跟踪控制、过载保护、多机平衡等功能，可以控制带式输送机按设定的“S”形曲线启动，以满足整机动态稳定性及可靠性的要求。
它动态响应快，结构紧凑，占地面积小，布置简单。
由于它的结构及功能的特点，适用于大惯量重载系统的可控启动和停车，对主斜井带式输送机是较理想的驱动装置。
其缺点是系统较复杂，液压元器件的维护工作量较大，难于实现长时间低速验带要求。
运输设备计算
编号：BZJS-计算-机电2018XXX有限公司运输设备能力计算及选型XXX公司机电科目录运输设备能力计算及选型 (2)1. 煤运输设备选型 (2)2. 辅助运输方式及设备 (9)3.参考资料： (26)XXX公司运输设备能力计算及选型根据《煤矿生产安全质量标准化基本要求及评分方法》关于运输设备管理制度要求，设备购置前应有运输部门和机电部门共同负责运输设备选型和能力计算，选用的设备应能满足现场要求，煤安标志等证照齐全，运输设备选型和能力计算资料齐全完整。
现依据《XXX 煤矿改建设计》就我矿提升运输设备能力计算汇总如下，以便查阅。
1. 煤运输设备选型本矿井采用平硐－斜井混合开拓方式。
井下原煤运输有带式输送机和矿车运输二种可选方式，鉴于井田煤层赋存稳定，工作面生产集中，为减少运输环节，简化运输系统，实现矿井原煤自井下至地面的连续运输，并提高矿井自动化和集中控制程度，确定煤炭运输采用带式输送机连续运输方式。
煤炭运输路线为：投产工作面的煤炭→运输顺槽可伸缩带式输送机→+1615m 机轨石门→+1615m ～+1525m 运输上山（下运）→井底煤仓→主斜井带式输送机→地面。
.1.1 运输顺槽带式输送机设备选型首采区设在+1615m 水平，因底板等高线成弧形，故运输顺槽分两段取直布置，顺槽长度分别为375m 、400m ，运输顺槽设2台同能力型号的可伸缩带式输送机搭接使用。
1.1.1 设计依据 （1）年产量：0.9Mt/a（2）工作制度：年工作330天，“四班”制，其中三班生产，一班检修，日净运输时间16h（3）运距：按400m 计算 （4）运输顺槽坡度：±3°（5）输送物料：粒度0－300mm ，动堆积角ρ=30° （6）煤的容重：γ=0.9t/m 3 （7）运输不均衡系数：1.4（8）工作环境：较潮湿，瓦斯矿井。
1.1.2 输送机主要参数确定 （1）运量的确定按0.9Mt/a 进行选型计算, 运量与工作面同能力，即为Q=400t/h 输送能力计算。
煤矿井下运输方式及设备选型技术探析
煤矿井下运输方式及设备选型技术探析井下运输系统作为煤矿生产的重要生产环节，影响着矿井的生产能否安全持续的运行，直接关系到矿井的经济效益，为确保井下运输系统的安全可靠，在进行设备选型时就应科学规范。
本文结合某矿的实际情况，详细介绍了煤矿井下带式输送机及提升绞车的选型计算方法，对今后相似工况下的煤矿运输系统设备选型具有一定的借鉴意义。
标签：井下运输；带式输送机；提升绞车；设备选型0 引言煤矿井下运输包括主运输系统和辅助运输系统，主运输系统为井下煤炭的运输，辅助运输主要为物料、人员及矸石的运输。
井下运输系统是煤矿生产中的重要环节，运输设备的选型是否合适，直接关系到矿井的生产效率和经济效益，甚至会影响到矿井的安全生产。
本文结合某矿采区实际情况，详细介绍了井下煤炭运输及辅助运输方式及设备的选型方法。
1 煤炭运输方式及设备设计本采区煤炭运输全部采用胶带运输机运输，胶带输送机运输与矿车运输相比较，具有运输连续性强、运量大、运输环节少、效率高、占用人员少、易于实现集中化自动控制等优点，对矿井实现高产、高效和现代化管理具有明显优势。
1.1 带式输送机带速、带宽的选择带式输送机的选型本着主要运输环节的能力满足生产规模的需要，结合井下工作面生产能力大的特点，考虑生产因素和工作面的峰值煤量，来确定带宽、带速、胶带强度等。
结合国内外胶带输送机的使用现状，考虑多种因素，确定胶带大巷胶带输送机的带宽B=1000mm，带速V=3.15m/s。
1.2 带式输送机设计依据（1）输送物料：原煤；斜长3500m；向上运输，高差h=80m；（2）工作环境：正功运行时选模拟系数f=0.026，负功运行时选模拟系数f=0.012；传动滚筒与输送带之间的摩擦系数：μ=0.35，eμα=3.5，运量：Q=900t/h；堆积密度：ρ=900kg/m3。
1.3 输送机基本参数（1）胶带宽度：B=1000mm，输送速度：V=3.15m/s；（2）胶带强度：St2000，qB=34kg/m；（3）承载托辊组旋转部分质量：G1=18.9kg，承载段托辊间距：ao=1.2m ，每米上托辊旋转部分质量：qRO=G1/ao=15.75kg/m；（4）回程托辊旋转部分质量：G2=16.09kg，回程段托辊间距：au=3m，每米下托辊旋转部分质量：qRu=G2/au=5.36kg/m；（5）每米物料重：qG=Q/3.6V=79.37kg/m，g=9.81N/kg；（6）倾斜角度：δ=1.31°。
第一章运输设备选型
第一章采区运输设备选型计算采煤工作面设备是由工作面可弯曲刮板输送机、桥式转载机以及可伸缩带式输送机组成。
当工作面煤质较硬，采出的煤炭块度较大时为了防止砸坏输送机或堵塞溜煤井，需要再顺槽转载机中部安装破碎机。
工作面输送设备选型原则1. 采煤机选型原则：(1) 适合特定的煤层地质条件, 并且采煤机采高、截深、功率、牵引方式等参数选取合理, 又有较大的适用范围。
(2) 满足工作面开采生产能力要求,采煤机实际生产能力大于工作面设计生产能力。
(3) 采煤机技术性能良好,工作可靠性高, 各种保护功能完善。
(4) 采煤机使用、检修、维护方便。
2．工作面刮板输送机的选型原则(1) 刮板机输送能力应大于采煤机最大生产能力, 一般取1.2 倍。
(2) 要根据刮板机的负荷情况确定链条数目,结合煤质硬度选择链子结构型式。
(3) 输送机中部溜槽的结构,一般应选开底式。
中部溜槽宽度尺寸应尽可能选用通用尺寸,并应考虑能与采煤机底托架和行走机构尺寸相匹配；中部溜槽的长度要与支架的宽度相匹配；中部溜槽与液压支架的推移千斤顶连接装置问距和配合结构要匹配。
(4) 在传动装置布置方式、电动机台数和铺设长度方面,通常采用多电机驱动, 一般2～4 台。
应优先选用双电机双机头确定方式为了，便于采煤机工作, 应尽量将传动装置布置在采空区一侧。
(5) 为了配合滚筒采煤机白开切口,应优先选用短机头和短机尾,但机头架和机尾架中板升角不宜过大,以减少通过压链块时的能耗。
(6) 为了配合采煤机有链牵引的需要,机头和机尾部所附设采煤机牵引链的张紧装置及固定装置。
而与无链牵引的采煤机配套时应附设结构形式相应的齿轨或销轨与采煤机的行走齿轮啮合。
(7) 为了防止重刑刮板输送机下滑, 应在机头机尾安装防滑锚固装置。
当工作面倾角大时, 选用工作面输送机防滑装置。
(8) 刮板输送机中部槽两侧附设采煤机滑靴或行走滚轮跑道,为了防止采煤机掉道,还应设导向装置。
(9) 为配合采煤机双向往复采煤需要,应在输送机靠煤壁一侧附设铲煤板,以清理机道的浮煤。
玉华矿井下大巷煤炭运输设备的选型计算
总圆周力 ：ｏＦ＋ Ｆ＝ Ｉ
＝ ３ ９９９Ｎ。
２３ 电动机功率计算 ． 带式输送 机满载正 常运行时滚筒总的轴功率 ：
ｘ Ｉ ０ ＝ ４ ８ Ｗ 。 Ｖ １ ０ ２ ．５ ｋ ０
式 中 ： ｆ ００ ； 料重 ｑ＝ ２２ ｇｍ； 取 ＝ ．３ 物 ｃ７ ． ｋ， 托辊 转动 部分 ｑｏ ２ Ｒ＝
１．５ｋ ， ｌ ． 咖 ；初步选胶带 为 Ｐ Ｇ ８ ／ ５ 咖 ｇ ＿ ３ ｋ ７ ５６ Ｖ ６０１型整 芯阻燃 带 ， 强 ７０Ｎ ｍ 带重 ｑ＝ ３３ ｇ 带 ５ ／ ｍ， Ｂ１ ．ｋ／ ｍ。
Ｌ Ｕ － ａ Ｉ Ｙｕｊ ｎ ｕ
ＡＢＳ ＴＲＡＣＴ ： ｈ ｏ ｇ ｒｃ ｓｉ ｇｔｓ ，ｈ ｓｐ ｐ ｒｍａ ｅ ｈ ｎ ｙｉ ｎ ｅ ｉｎ ｏ Ｌ ｄ ｌ ｆｉｄ ｓ ｉｌ ｒｄ ｃｉｎ Ｔ ｒｕ ｈ ａｐ ｏ ｅ ｓｎ ａｋ ｔ ｉ ａ ｅ ｋ ｓｔｅａ ａ ｓｓａ ｄ ｄ ｓｇ ｆＰ Ｃ ｍｏ ｅ ｕ ｔ ａ ｏ ｕ ｔ ｌ ｏ ｎ ｒ ｐ ｏ ｌ ｅｃ ｎｒｌ ｙ ｔｍ ｏ ａ ｐ ｃｓ ｆｈ ｌｃｒ ａ ｒｎ ｉｌ， ｉ ｎ ｎ ｒｇａ ｉ ｏ ｔｏ ｓ ｎ ｓ ｅ ｆ ｍ ｓ ｅ ｔ ｏ ｅｅｅ ｔ ｃ ｐ ｉｃｐｅ ｗ ｒ ｇａ ｄｐ ｏ ｒｍｍｉｇ ｒ ｔ ｉｌ ｉ ｎ． ＫＥＹ ＯＲＤＳ： Ｌ ｍｏ ｅ ｆｎ ｕ ｔ ａ ｒｄ ｃｉｎｌ ｅ ｃ ｎｒｌ ｙ ｔｍ； ｌｃｒ ａ ｒｎ ｉｌ Ｗ Ｐ Ｃ； ｄ ｌ ｄ ｓｒ ｐｏ ｕ ｔ ｎ ； ｏ ｔｏ ｓ ｏｉ ｉ ｌ ｏ ｉ ｓ ｅ ｅｅ ｔ ｃ ｌ ｉ ｃｐ ｅ ｉ ｐ
刮板输送机设计计算及选型讲解
刮板输送机设计计算及选型讲解刮板输送机输送能力的计算工作面刮板输送机的输送生产能力计算Q按下式计算：=3600Avρ （4-1）Q——刮板输送机输送量（t/h）；A——溜槽上物料装载断面（m2）；v——刮板链条速度（m/s）；ρ——物料堆积密度（t/m3）。
溜槽上物料断面积A计算4-1 溜槽中货载最大断面积A：)(21211200321DhbbbChbAAAAe （4-2）A、A2——单侧挡板溜槽上物料断面各部分的面积（m2）；A——导向管断面面积（m2）；b——溜槽宽度（m）；h——溜槽槽口高度（m）；b——溜槽槽口宽度（m）；h——刮板输送机工作时档煤净高（m）；α——物料的动堆积角，取α=20?；3.020tan)085.02.073.0(tan)(21bbbhb——溜槽上框架宽度（m）；b——溜槽距挡板的距离（m）；D——导向管直径（m）；C——装载系数。
(m159.007.014.33.0)085.02.073.0(9.021087.056.022A=3600×0.159×1.04×0.9=535(t/h)刮板输送机上的物料断面面积的计算A'：.0119.0.004.136004003600AvQAe(m2)刮板输送机水平弯曲段几何参数的计算随着采煤机的移动，需要整体逐段向煤壁推移，使工作4-2所示。
4-2 刮板输送机水平弯曲段示意图弯曲段曲率半径R的计算R：0sin2alR （4-3）R——弯曲段曲率半径（m）；α'——相邻溜槽间的偏转角度（?）；l——每节溜槽长度（m）。
.283sin25.1R(m)弯曲段长度L的计算L：（4-4）L——弯曲段长度（m）；a——刮板输送机一次推移步距（m）。
.86.065.286.042L（m）L=8.27m的计算值。
弯曲段对应的中心角α的计算：202arcsinLa(4-5)——弯曲段对应的中心角，一般用弧度表示（rad）。
胶带运输机的选型计算
一、胶带运输机的设计计算胶带输送机的选型计算有两种情况：一种为一定使用条件下选用整机定型的成套设备，另一种是选择计算各种标准部件，然后组装成适用条件下的胶带输送机。
标准部件包括胶带、滚筒组件、传动装置、托辊组件、机架、拉紧装置、制动装置和清扫装置等。
无论哪种情况，计算的主要内容和程序都是一致的。
设计计算需要下列原始数据： (1) 设计运输能力A ； (2) 运输距离L ；(3) 运输机安装倾角β(4) 物料性质――粒度、松散密度γ（对于煤γ=0.8t/m 3~1.0 t/m 3）、堆积角ρ（对于煤ρ=30°）、(5) 工作条件――潮湿、干燥及灰尘情况；装卸方式；给料位置；布置形式等。
（一） 带速的选择胶带输送机的带速受到带宽、带长、输送物料的性质、输送机的倾角等因素影响，当输送散状物料时，输送带速度的选择参见表4-12表4-12 输送带速度的推荐值根据表4-12选择带速时，应考虑以下几种情况： 1） 水平或较长的输送机，可选择较高的带速；2） 粉尘大或块度大时，带速取小值，当粉尘很大时带速可取0.8~1.0m/s ； 3） 采用电动卸料车，带速不宜超过2.5m/s ；4） 人工配料称重的输送机，带速可选用1.25m/s ； 5） 采用卸料挡板时，带不宜超过2m/s 。
（二） 带宽的确定带宽B 主要根据其输送能力加以确定，输送能力是指输送机每小时运送货载的质量，它取决于胶带的运行速度和每米胶带上的货载的质量。
)/(36006.3h t vc A qv Q ξγ==式中：Q ——胶带输送机的输送能力，t/h ；q ——每米胶带上的货载质量，Kg/m ； A ——胶带上货载的断面积，m 2； γ——货载的堆积密度，t/m 3；（常见物料的堆积密度见表4-13） v ——胶带运动速度，m/s 。
表4-13 物料的堆积密度供参考。
②表中数值ρ为动堆积角，一般为静堆积角的70%。
③原煤的堆积密度γ=0.9~1.0，精煤γ=0.85~0.9，中煤γ=1.2~1.4，矸石γ=1.8，煤泥γ=1.3。
煤矿钢芯皮带运输机选型设计
煤矿钢芯皮带运输机选型设计煤矿钢芯皮带运输机选型设计,煤矿钢芯皮带运输机选型设计,煤矿钢芯皮带运输机选型设计,煤矿钢芯皮带运输机选型设计,煤矿钢芯皮带运输机选型设计,煤矿钢芯皮带运输机选型设计, 主井运输设备初步选型设计矿井设计井型为0.6Mt/a，工作制度为年工作300d，日运输14h，不均衡系数按1.2考虑，主井运输巷为斜井开拓方式，斜长420m，倾角19°。
一、主运输皮带运输能力计算Q=∑Q1-{（0.5-K3）/（7×K1K2）}×Qimax=800--{（0.5-0.06）/（7×0.4×0.5）}×400=675t/h式中：Q――大巷带式输送机高峰小时运输量，t/h；∑Qi=Q1+Q2+Q3。
+Qo――回采工作面高峰小时生产能力总和，t/h；7――每班有效生产时间，h；K1――回采工作面设备利用系数，一般取K1=0.4；K2――工作面同时生产系数。
当一个工作面生产时，取K2=1.两个或两个以上工作面同时生产时，取K2=0.3~0.5，此时，K2取值应考虑回采工作面个数、设备配置条件、煤层条件等因素。
一般情况，两个工作面同时生产取K2=0.5；K3――掘进煤量系数，K3=6%~13%，煤巷多时取高值，岩巷多时取低值，掘进煤量=K3*Q1，t/h；0.5――采取煤仓容量为上（下）山运输机0.5h的运量，即0.5Qimax，t/h。
煤矿钢芯皮带运输机选型设计,煤矿钢芯皮带运输机选型设计,煤矿钢芯皮带运输机选型设计,煤矿钢芯皮带运输机选型设计,煤矿钢芯皮带运输机选型设计,煤矿钢芯皮带运输机选型设计,二、主运输皮带机输送带宽度计算B=√Q/Krvc∑=√675/315*2*0.81*0.98=1.16（取整数1.2m）式中：B――胶带宽度，mK――断面系数，K值与物料的动堆积角及带宽有关，查表取315；r――物料散密度，t/m；v――带速，m./s；c――倾角系数，查表取0.81；∑――速度系数，查表取0.98；三、拟采用一台1200mm强力钢绳芯皮带输送机运煤，计算主皮带输送机提升能力：Q=A×K/(M×N)式中：Q――地面生产系统小时生产能力，t/h；A――矿井年产量，A=*****t/a；K――不均衡系数，K=1.2；M――年工作日，M=300d/a；N――日净提升小时数，N=14h/d；则：Q=*****×1.2/(300×14)=171.4t/h考虑一定富裕量，确定主井皮带输送机提升能力为250t/h。
矿井运输设备选型计算(1)
毕业设计任务书前言毕业设计，作为毕业前夕一次综合性训练，是对我们所学理论知识的一次总结、检验和完善。
通过这次设计，对我们所学理论知识和生产实践相结合有很大帮助。
对于培养分析问题和解决问题的能力以及融会贯通和巩固发展所学知识也受益非浅；我们要较系统的了解矿用运输设备在设计中的各个环节，包括从总体选型原则，从煤的开采、运输，及运输设备的选型、校核以及强度计算和经济合理性等等。
并通过这一实践，开阔了思维，丰富了知识，为我们即将做上工作岗位打下了良好的基础，可以说，毕业设计是一次难得的锻炼机会。
毕业设计是一个重要的教学环节，通过毕业实习使我们了解到一些实际与理论之间的差异。
在各位老师及有关技术人员的指导下锻炼自己独立思考、分析、解决问题的能力，把我们所学的课本知识与具体实践结合起来，真正达到学为所用。
根据矿井运输设备的功能特点，对矿井运输设备的要求是：1.安全性运输设备的安全运行，不仅直接影响整个矿井生产，而且涉及人身安全。
随着工业进步以及对人的价值的更加重视，矿井运输设备的高度安全可靠性已成为运输设备设计思想的重要内容。
2. 可靠性可靠性是指运输设备在规定条件下，在规定的服务期限内完成规定的运输任务而不发生故障及失效的能力。
运输是矿井生产的主要环节，设备的任何故障性失效，都会引起全矿生产的下降以及安全问题，造成巨大损失。
在系统及设备设计中引入可靠性分析，在结构设计、强度分析和寿命估算中应用可靠性理论，采用零部件早期故障诊断和监测技术等，会有效地提高设备的可靠度，即可靠性的概虑度量。
3.经济性采掘下来的煤只有运出去才有使用价值.因此,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,运输若不通畅,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系统。
辅助运输包括矸石、材料、设备、和人员运输，它在煤矿生产中也占有重要地位，特别是现代矿井不可忽视。
皮带运输机选型设计 (完整版本)
胶带输送机选型设计一、运煤系统12K区、二采区1268工作面、1258工作面运煤系统由12K运煤巷（765m，-6°～-15°）至226运煤巷（480m，10°～12°）到226（170m，-5°～-13°）运煤联巷进入二采区改造煤仓，再经3t底卸式煤车由10t电机车牵引至地面卸载站。
12K区运煤系统全部选用皮带运输。
（一）、12k区运煤巷胶带运输机选型设计1、设计依据①设计运输生产率：Q s=400t/h；设计综采工作面最大生产能力Q=400t/h。
故设计胶带的运输生产率取值应与综采生产能力配套，即设计运输生产率：Q s=400t/h。
②运输距离：L=650米；③运输安装角度：β=-6°～-15°（此处计算时取值为-12°）；④货载散集密度：ρ=0.8t/m3～1.0t/m3；(此处计算时取值为1.0)；⑤煤在胶带上堆积角：α=30°。
2、输送能力计算Q=3.6qv=3.6Aρv=KB2ρvc式中：q——每米胶带货载质量q=Aρ，kg/m；A——胶带上货载断面积，取0.124㎡；v——胶带运行速度，取2m/s；K——货载断面因数；B—胶带宽度，(暂定)B=1m；c—倾角运输因数，取c=0.9；Q =KB2ρvc=3.6×0.124㎡×1×1000/m3×2m/s×0.9=803.52t/hQ=803.52t/h> Q s=400t/h；故1米平皮带在2米/秒的运行速度上其输送能力能够满足设计输送能力。
3、胶带宽度计算求出胶带最小宽度B=533，暂取B=1000；宽度校核：B≥2max+200，式中max为原煤最大块度尺寸不大于400；则B≥2×400+200=1000故暂定的B=1000的胶带宽度满足要求。
4、胶带运行阻力计算：胶带及物料产生的运行阻力计算：逐点计算F1=Lωg(cosa2q0+cosaq+q1+q2)式中：L——胶带长度，m；ω——上下胶带模拟阻力系数，0.04；q——每米胶带货载质量，kg/m；q=Q S/3.6v=400/3.6/2=55.56kg/m；a——皮带角度，15°；q0——每米胶带质量，kg/m，暂取10.56kg/m；q1——拆算到每米长度上托辊转动部份质量，查表取6kg/m；q2——拆算到每米长度下托辊转动部份质量，按上式为2.927kg/m；代入上式求得:F1=g(q+q d+q’g)Lω’cosβ±g(q+q d)LsinβF1=11642.03N物料提升阻力：F2=Hqg=-91686.65N头部清扫器对胶带阻力：F3=2APμ3=720N尾部清扫器对胶带阻力：F4=20Bg=196.20N导料板阻力：F5=μ2Iv2γgl/v2b12=439.85N给料点处物料附加阻力：F6=Ivγv=446.40N胶带绕过滚筒附加阻力：F7=6000N驱动滚筒圆周驱动力：F u = F2-（ F1+ F3+ F4+ F5+ F6+ F7）=-72242.17N5、传动功率计算及驱动设备选型传动滚筒轴功率计算：P0=F u V=-144.481kw电动机功率计算:P e= 1.15P0/η1η2η3η4η5=-213kw式中：η1--减速器效率；取0.95η2--偶合器效率；取0.95η3--联轴器效率；取0.98η4--电压降系数；取0.9η5--不平衡系数；取0.95根据计算，选取电机功率2×132kw，电压等级：660v 6、胶带张力计算:胶带在允许最大下垂度时输送带张力：（１）胶带垂度验算:Fzh·min≥a0(q+q0)g/8(h/a)maxFzh·min—重段最小张力，N；q—每米胶带货载质量，kg/m；q=Q S/3.6v=400/3.6/2=55.56kg/m；q0—每米胶带质量，kg/m，暂取10.56kg/m；代入上式Fzh·min≥6080.57N同理空段最小张力Fk·min≥1942.38N滚筒与胶带在临界打滑状态时输送带张力S1min≥K A F u/3(eμФ2-1)S1min≥18034.96式中：K A——滚筒起动系数，取1.5；eμФ2——胶带传动尤拉系数，胶带围包角为210°，μ=0.3时，计算出得3；头部第一传动滚筒S2=S1'+2F u/3S2=90277.14N头部滚筒第一个改向滚筒合力S G= 1.41S1'= 59.38KN尾部滚筒胶带奔离点输送带张力S3= S2-Lωg(q+q0+q1)-F5-F6-F7-Hg(q0+q)= 9862.39 N=9.9KN因S3= 9.9KN > Fzh·min=6.08KN,故重段最小张力满足要求。
运输设备选型和能力计算
运输设备选型和能力计算1、主井提升皮带设备选型和能力计算（1）原始数据：原煤粒度 300mm，散状密度0.9t/m3,输送量140t/h，带式输送机安装角度δ=20°～0°，输送机斜长L=261.3m，提升高H=77.6m,带宽B=800mm，带速v=2m/s。
采用尾部车式拉紧装置。
上托辊间距a0=1.2m，下托辊间距a u=3m，托辊槽角35°，托辊直径108mm，导料槽长度3m。
系统布置见插图7-1-1图7-1-1 主井带式输送机系统布置示意图（2）带式输送机圆周驱动力及传动功率的计算1）主要阻力F H= CfL1g［q RO+q RU+(2q B+q G)Cosδ］+fL2g［q RO+q RU+(2q B+q G)］=4780.89N2）倾斜阻力：F st=q G gH=19.44×9.81×77.6=14798.8(N)3）主要特种阻力：F S1=Fε+F gl因为没有前倾上托辊：Fε上=0（N）物料与导料槽板间摩擦力：F gl=μ2I2VρgL/v2b12=11.9(N)F S1= Fε上+F gl =11.9 (N)4）附加特种阻力：F S2= F a+n3 F rF a——犁式卸料器附加阻力，无犁式卸料器 F a=0胶带与清扫器的摩擦阻力：n3 F r=APμ3式中：μ3=0.6 A弹=0.008 （A空=0.012）P=10×104代入式中得：F S2=1200（N）清扫器设置：1个清扫器，1个空段。
5）圆周驱动力：F u= F H+F st +F S1+F S2 =20791.6N式中：C——附加阻力系数，取1.31；f——模拟摩擦系数，取0.03；L——输送机长度，L=261.3m；q RO——每米上托辊转动部分质量，q RO=8.825kg/m；q RU——每米下托辊转动部分质量，q RU=2.927kg/m；q G——每米长输送物料的质量，q G =19.44kg/mq B——每米长输送带的质量，（PVG680S） q B=10.6kg/m；F H——主要阻力；F S1——主要特种阻力；F S2——附加特种阻力；F N——附加阻力；F st——倾斜阻力；δ——输送带倾角，δ=20°～0°。
11052工作面设备选型计算
（三）运输系统1、运煤路线11052工作面（溜子）—11052下付巷（溜子、皮带）--11运输上山—主斜井皮带—地面。
2、运料路线地面—主斜井—11轨道上山—11052上付巷—工作面。
3、运输设备选型计算11052下付巷长度224米，向上倾角β=+5°，下付巷拟采用1部SGD-420/30和一部DTL-65/30型胶带输送机运输，对该工作面设备进行选型设计。
1）、胶带机选型1、设计依据设计生产能力 15万t/a输送长度 L = 130m上山倾角β = 5°工作制度 330d/a，16h/d运输任务担负回采工作面运煤煤的散集容重γ＝0.98t ∕m3煤在胶带上的堆积角ρ = 30°煤的最大块度αmax= 200mm(大部分接近面煤) 设计生产率 A=29t/h初选用DTL-60/30型胶带输送机,其参数：带速1.6m/s，胶带宽度650mm，配YBK2型防爆电动机1台，功率30KW，电压660V。
2、胶带宽度B'=cγ⋅⋅⋅V K A =99.098.06.145829⋅⋅⋅=202mm 式中：A —设计运输生产率，29t/h ；r —货载散集容重，0.98t/m 3；c —输送机倾角系数，β = 5°时，c=0.99；k —货载断面系数，煤堆积角ρ = 30°时，槽形断面k=458； V —带速，1.6m/s 。
带宽除满足运输生产能力要求外，还需按物料块度进行校核。
对原煤胶带宽度校核)(2002max mm a B +≥=2×200+200=600mm选用胶带宽度B=650mm 。
3、胶带输送机驱动滚筒轴功率计算（1）、运行总阻力计算F=F u =F 1+F 2+F 3+F'=8938.35N上行分支阻力F 1=（q 1+q 2+q 3）〃ω〃g 〃Lcos β=84.135×0.025×9.8×130×cos5°=2669.5N下行分支阻力F 2=（q 1+q 2）〃ω〃g 〃Lcos β=79.1×0.025×9.8×130×cos5°=2509.75NF 3=q 3〃g 〃Lsin β=5.035×9.8×130×sin5°=559.1NF'=2F c +4F g =3200Nq1—单位长度机器转动部分质量，胶带宽度650mm时41.5 kg/m； q2—单位长度皮带质量，q2=37.6 kg/m；q3—物料单位质量，q3=5.035 kg/m；g—重力加速度，取9.8；F c—驱动滚筒附加阻力，取经验值：600N；F g—改向滚筒附加阻力，取经验值：500N；ω—托辊阻力系数，取0.025。
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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 kg F k 15.138)312(261.045=+⨯+=(2)蓄电池机车牵引重车时的牵引力kg F z 47.141)310(2)61.1(225=-++=(3)根据蓄电池机车牵引电机的特性曲线得I k =52A V k =11.6km/h I z =56A V z =11.4km/h (4)列车的运行时间 空车运行时间:初期运行时间min 45.36.115.0801=⨯=k t后期运行时间 min 34.106.115.1802=⨯=k t重车运行时间： 初期运行时间min 5.34.115.0801=⨯=z t 后期运行时间 min 52.104.115.1802=⨯=z t列车循环时间：初期循环时间min 95.31255.345.31=++=T后期循环时间min 86.452552.103.102=++=T (5)均方根电流初期均方根电流A I j 2995.31565.35245.315.1221=⨯+⨯= 后期均方根电流 A I j 4286.455652.105234.1015.1222=⨯+⨯=根据上述计算，蓄电池机车运行时的均方根电流均小于蓄电池机车允许电流50A 。
因此，蓄电池机车一次牵引6辆装煤矿车或4辆装矸矿车运行时，均在电机允许电流内。
３、机车运行台数计算 运行台数辆6.042.0)4.1116.111(5.033.1716)6110(25.11=⎥⎦⎤⎢⎣⎡++⨯⨯⨯+=s N４、机车制动能力校核mm ＜L 405.2131061.1225515016.3552=-+⨯+⨯⨯= 符合《煤矿安全规程》的规定。
５、机车充电设备主平硐及工业广场中分别设置充电变流室一个,各装备2.5t 特殊防爆蓄电池机车，充电采用KGCK-150/35～210-dI 型充电设备二台,每个充电变流室一台运行,一台备用。
提升设备本矿井采用斜井开拓方式，斜井井筒装备一套矿用单绳缠绕式提升设备，担负提煤、提矸、提升材料及设备的任务。
一、 副斜井 （一）设计依据1、矿井年产量：生产能力30万吨/年原煤。
2、矸石率：20%。
3、提升型式：单绳缠绕式提升。
4、装煤容器：MGC1.1-6A型固定箱式矿车。
5、提升斜长：390m。
6、提升倾角：21°。
7、煤的松散容重：1t/m3，矸石容重1.8t/m3。
8、设备3次/班。
9、车场型式：上、下平车场。
绞车验算1、原始数据：巷道倾角：β=21°，提升长度：L0=420m。
矿车自重：Q B=4×650Kg, 容积V＝0.75m3，砂比重ρ＝2.8×103kg／m3，装满系数η=0.9，松散系数1.5。
矿车阻力系数：f1=0.015,钢丝绳摩擦系数：f2=0.5, 提砂时矿车实际载重量Qz＝4Vρ0.9÷1.5,代入数据得Qz＝5040kg。
提4个车时总量为Qz+Q B =5040+2616=7656kg。
最大提升重量为综采支架，每次提1台，重量Qz1=12000kg,综采支架平板车重量为Q B1=1100kg。
故按每次提1台综采支架进行校验。
绞车最大拉力F＝60KN,2、钢丝绳的选择：钢丝绳每米质量：m p=1.95Kg/m查钢丝绳规格表选用钢丝绳：6×19+1—Φ24.5钢丝绳破断拉力：Q p=34744Kgf绞车最大拉力F＝（Q＋Q B1）（sinβ＋f1cosβ）＋L0m p（sinβ＋f2cos β）代入数据得最大允许载重量Q＝14160Kg。
由于Qz1＜Q故满足要求。
验算钢丝绳安全系数：最大静张力：F绳max=(Q B1+Q z1)(sinβ+f1cosβ) +L0m p(sinβ +f2cosβ)=10900×(sin21°+0.015cos21°)+420× 1.95(sin21°+0.5cos21°)=4474Kgf安全系数： Ma=Q p/F绳max=34744/4474=7.8>6.5所选钢丝绳合适。
3、电机选择：JK-2.0×1.5P型绞车数据：牵引力：F机max=6000Kgf 速度V max=2.4m/s电机功率：P0=160kw电机功率检验：P=F绳max×V max/102η=4474×2.4/(102×0.92)=114.5KW<160KW所选电机合适架空乘人器设备主斜井，采用机械设备架空乘人器运送矿井上下井工作人员。
在主斜井所设置的架空乘人器，承担全矿上下井工作人员的运输任务。
一、主斜井 1、设计依据 斜长： 260m 倾角： 21º 运送人员： 30人/班2、设计选型 （1）吊座间距 m L 1.8301.139775.03600=⨯-⨯=根据计算，吊座间距取7.94m ，架空乘人器每边设置吊座50个。
（2）运输时间校核 min 60min 64.4175.06039794.72601.1＜T =⨯+⨯⨯=符合《煤炭工业矿井设计规范》要求。
（3）运行钢丝绳的选择架空乘人器运行钢丝绳选用18×7-20-170-特-镀-右同,钢绳重量为P k =1.563㎏/m ，钢绳抗拉强度总合为Q σ=28400㎏,钢绳直径d=20㎜。
（4）运行阻力a 、重车段阻力kg F z 3.2906695.0397563.155.0)2070(50=⨯⨯++= b 、空车段阻力kgF k 1.389)15.0(397563.1)296.0(2050-=-⨯⨯+-⨯⨯=（5）钢绳张力kg S 6.191646.13.2906)381280(07.11=+-=kg S 6.15353816.19162=-= kg S 1.16436.153507.13=⨯= kg S 4.45493.29061.16434=+= （6）拉紧装置拉力kg S 7.31781.16436.15355=+= （7）钢绳安全系数校验 642.64.454928400＞m ==符合《煤矿安规程》要求。
（8）绳轮直径mm D g 12002060=⨯= 符合《煤矿安规程》要求。
（9）设备传动拉力 kg S 7.25931.18918.44846=-=（10）电机功率 kw N 8.2575.010275.07.2593=⨯⨯= 经上述计算，矿井在行人斜井采用JCJ1.25－37型架空乘人器。
架空乘人器绳轮直径Φ1.25m ；最大传输力总和58.8KN ；绳速V=0.75m ／s ；架空乘人器电机YB225M －6型，功率30KW 。