1带式输送机的选型计算1.1 设计的原始数据与工作环境条件（1）工作地点为工作面的皮带顺槽（2）装煤点的运输生产率，0Q =836.2（吨/时）；（3）输送长度，L =1513m 与倾角β=5以及货流方向为下运： （4）物料的散集密度，'ρ=0.93/m t （5）物料在输送带上的堆积角，θ=30 （6）物料的块度，a=400mm1.2 运输生产率在回采工作面，为综采机组、滚筒采煤机或刨煤机采煤时，其运输生产率应与所选采煤机械相适应。

由滚筒采煤机的运输生产率，可知：2.8360=Q （h t ）1.3 设备型式、布置与功率配比应根据运输生产率Q 、输送长度L 和倾角，设备在该地点服务时间，输送长度有无变化及如何变化确定设备型式。

产量大、运距短、年限长使用DT Ⅱ型；运距大，采用DX 型的；年限短的采用半固定式成套设备；在成套设备中。

由于是上山或下山运输和在平巷中输送距离变化与否采用设备也有所不同。

根据本顺槽条件，初步选用280SSJ1200/2⨯型可伸缩胶带输送机一部。

其具体参数为：电机功率：2⨯280kW 运输能力：1300h t / 胶带宽：1200 mm 带速：2.5 m/s设备布置方式实际上就是系统的整体布置，或称为系统方案设计。

在确定了输送机结构型式下，根据原始资料及相关要求，确定传动装置、改向滚筒、拉紧装置、制动装置以及其它附属装置的数量、位置以及它们之间的相对关系，并对输送线路进行整体规划布局。

功率配比是指各传动单元间所承担功率（牵引力）的比例。

1.4 输送带宽度、带速、带型确定计算根据物料断面系数表，取458=m K 根据输送机倾角，取1=m C 则由式（7.1），验算带宽mC v K Q B mm 901.019.05.24582.836'0=⨯⨯⨯=≥ρ 式（7.1）按物料的宽度进行校核，见式（7.2）mma B 90020035022002max =+⨯=+≥ 式（7.2） 式中 m ax a —物料最大块度的横向尺寸，mm 。

则输送机的宽度符合条件1.5 基本参数的确定计算（1）q –—输送带没米长度上的物料质量，m kg /，可由式（7.3）求的；m kg Q q /9.925.26.32.8366.30=⨯==ν 式（7.3） （2）'t q ——承载托辊转动部分线密度，m kg /,可由式（7.4）求的；式中'g l ——上托辊间距，一般取m 5.1~1。

（3）''t q ——回空托辊转动部分线密度，kg/m ，可由式（7.5）求的："q ""/gl G =m kg /100.2/22== 式（7.5）式中"g l ——下托辊间距，一般取m 3~2。

（4）d q –—输送带带单位长度质量，kg/m ，该输送机选用阻燃胶带，其型号为1400S ，d q 取m kg /63.15；其他参数为：带芯强度：1400mm N / 撕裂力：1540N 带厚度：12mm1.6 各区段阻力计算（1）.承载段运行阻力，见式（7.6）NL q q g L q q q g W t t d zh 5.66279]5sin 1513)63.159.92(5cos 04.01513)67.1663.159.92[(10sin )(cos )('''-=⨯⨯+-⨯⨯⨯++⨯=+-++=ββω 式（7.6）（2）.空段运行阻力，见式（7.7）NL gq L q q g W d t d k 8.334485sin 151363.1510035.05cos 1513)1063.15(10sin cos )(''''=⨯⨯⨯+⨯⨯⨯+⨯=++=ββω 式（7.7）式中β—输送机的倾角，当输送带在该段的运行方向是倾斜向上时sin β取正号，而倾角向下时sin β取负号；L —输送机长度，1513m ；'ω—形托辊阻力系数； ''ω—平行托辊阻力系数；q —输送带每米长上的物料质量，kg/m ；'t q —承载托辊转动部分线密度（kg/m ）； ''t q —回空托辊转动部分线密度，kg/m ； dq —胶带单位长度质量，取15.63 kg/m 。

（3）.曲线段运行阻力在进行张力计算时，滚筒处的阻力计算如下： 绕出改向滚筒的输送带张力为''1ykS S = 式（7.8） 式中 '1S —绕出改向滚筒的输送带张力，N ；'y S —绕入改向滚筒的输送带的张力，N ；k —张力增大系数。

（4）.传动滚筒处的阻力为))(05.0~03.0(l y c S S W += 式（7.9）式中 c W —传动滚筒出的阻力，N ；y S —输送带在传动滚筒相遇点的张力，N ； l S —输送带在传动滚筒相离点的张力，N ；C m —输送机倾角系数，即考虑倾斜运输时运输能力的减小而设的系数。

1.7 输送带关键点张力计算与带强验算1.7.1 悬垂度验算为使带式输送机的运转平稳，输送带两组托辊间悬垂度不应过大。

输送带的垂度与其张力有关，张力越大，垂度越小，张力越小，垂度越大。

按悬垂度要求，承载段允许的最小张力见式（7.10）Ny g l q q g d 6.79460375.08/105cos 5.1)63.159.92(][8/cos )(=S 2max 'zmax =⨯⨯⨯⨯+=+ β 式（7.10） 其中[m ax y ]=0.025m l g 0375.05.1025.0'=⨯=1.7.2 计算各点张力以主动滚筒分离点为1点，依次定2、3、4、5……11点，见图7.1。

由式（7.11）根据逐点计算法列出1S 与11S 的关系图7.1 输送机工作示意图1011216910158957814671456134512341231204.104.104.104.104.104.104.104.104.104.104.104.104.104.104.104.104.104.1S S W W S S S W W S W S S W S S W S W S S S S S S S S S S S S S S S S zh k zh k zh kk k ≈++==++=+=+==+=+=========≈（式7.11）可知，最小张力点在9点，则N S S z 6.7946max 9== 联立以上两式，可解得S 1=32165N 1.7.3 按摩擦传动条件验算按摩擦传动条件来验算，见式（7.12）05.46.794632165111==S S 式（7.12） 因围包角为 450，取2.0= μ，可查得84.4=θμ e则θμ e S S <111，符合摩擦传动条件式中 0μ—输送带与滚筒之间的摩擦因数，井下一般取0.2。

1.7.4 输送带强度验算最大张力点为N S S 5.739208max == 输送带安全系数见式（7.13）107.225.7392012001400][max>=⨯==S S m 式（7.13）故输送带强度满足要求。

1.8 传动滚筒牵引力与电动机功率计算1.8.1 牵引力计算牵引力由式（7.14）计算)(04.0l y l y S S S S F ++-= 式（7.14）N 9.22613-=<0 则其工作在发电状态发电运行状态下电动机功率见式（7.15）KWv F K N 46.50100085.05.205.19.226132.110000=⨯⨯⨯⨯='''='η式（7.15） 式中 ν'—发电运行状态下输送带运行速度，νν05.1='；η—减速器的机械效率，一般取0.8~0.85；K '—电动机功率备用系数，取2.1='K ；选择电动机容量时仍需考虑15%~20%的备用功率。

空载运行时牵引力可近似计算如式（7.16）()NgL q q q F t t d 31446105cos 035.015131067.1663.15205.1cos 205.1=⨯⨯⨯⨯++⨯⨯=''⎪⎭⎫ ⎝⎛"+'+=" βω 式（7.16） 则输送机空载运行时的电动机功率N ''见式（7.17）kW F K N 5.9285.010005.2314462.11000=⨯⨯⨯="'=''ην 式（7.17）通过以上验算得知，证明在所给条件下该输送机是适用的，并且可以看出电动机的备用的备用能力也是比较大的。

1.9 拉紧力与拉紧行程计算计算拉紧力，根据力的平衡条件，由式（7.18）计算N S S F k 6.155876.7946996.7640109=+=+= 式（7.18）拉紧行程，由式（7.19）计算()()mBKL S 9.162.12~1151301.02~1=⨯+⨯=+=∆ 式（7.19） 2矿井提升矿井提升是全矿运输系统的咽喉。

因此要求其工作应具有安全性与可靠性。

同时，由于它属于矿山大型设备之一，功率大，耗电多，因此提升设备的造价及运转费用就成为影响矿井生产技术指标的重要因素之一，即要求其具有经济性。

提升设备的选型设计是否经济合理，对矿山的基建投资，生产能力，生产效率以及吨煤成本有着直接的影响。

提升设备选型设计只能在提升方案确定之后进行。

2.1 设计依据主井矿井年产量 320万吨/年每日工作时数 18h 井深 252m 装载高度 21m 卸载高度 22m 煤的松散比重 0.95t/m 32.2 提升容器的计算选择如经过方案比较，则容器已定不必重新计算，否则需按提升方案确定部分的要求进行提升容器的计算与选择。

2.2.1 选择最大提升速度按经济提升速度选择最大提升速度，由式（8.1）H V m )5.0~3.0(= （m/s ） 式（8.1）一般设计取H V m 4.0=式中 H —提升高度，m 。

x s z H H H H ++==252+21+22=295 mz H —装载高度，m ； s H —井筒深度，m ； x H —卸载高度，m 。

“规程”规定：H V m 6.0≤ （m/s ） 2.2.2 估算一次提升循环时间估算一次提升循环时间，由式（8.2）θ+++=u V H a V T mm x 1 式（8.2）式中 1a —提升主加速度，取1a =0.7~0.82s m ，u —箕斗在卸载曲轨内减速与爬行时间，取u =10s ，θ—箕斗休止时间，s2.2.3 一次提升量的计算一次提升量的计算，见式（8.3）x rn f n T t b CC A Q ⋅⋅='3600 式（8.3）=15.787t/次 式中 n A —矿井年产量，y t ；C —提升不均匀系数，箕斗提升C=1.15，对于罐笼提升C=1.2，罐笼兼做副井提升时C=1.25；f C —提升能力富裕系数，一般仅对第一水平留有2.1=f C ； n b —年工作日数，d ； r t —日提升时间，h 。