永聚井下大巷设备计算
矿井需要风量计算方法
矿井通风风量计算方法一全矿井需要风量计算：1）按井下同时工作最多人数计算，每人每分钟供风量不少于4m2/min.。
Q需＝4×N×K矿通=4×50×1.25＝250 m3/min.。
式中N ——（取50人）井下同时工作最多人数K矿通——矿井通风系统，包括矿井内部漏风和配风不均等因素，一般可取1.2～1.25。
2）按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和计算：Q需＝（∑Q采＋∑Q掘＋∑Q硐＋∑Q其它）×K矿通式中∑Q采——独立通风的采煤工作面实际需要风量的总和m3/min.。
∑Q掘——独立通风的掘进工作面实际需要风量的总和m3/min.。
∑Q硐——独立通风的硐室工作面实际需要风量的总和m3/min.。
∑Q其它——独立通风的其它井巷及需要进行通风的风量总和m3/min.。
K矿通——矿井通风系统，包括矿井内部漏风和配风不均等因素一般可取1.2～1.25。
（1）采煤实际需要风量，按同时回采的各个工作面实际需要风量的总和计算：∑Q采=（Q采1＋Q采2＋Q采3＋……）K采备式中Q采1，Q采2，Q采3……——各采煤工作面实际需要的风量m3/min.。
K采备——备用工作面系数，一般取K采备=1.1，当备用工作面已单独计算风量列入上式时，K采备=1.0。
每个采煤工作面实际需要风量，应按瓦斯、二氧化碳涌出量和炸药消耗量及工作面的气温、风速与人数等分别进行计算，并取其中最大值。
采煤工作面有串联通风时，按其中一个采煤工作面实际需要风量的最大风量计算。
㈠按瓦斯涌出量计算Q采= 100QCH4K采通m3/min.。
C式中QCH4——采煤工作面瓦斯绝对涌出量m3/min.；C ——采煤工作面回风流中允许的最大瓦斯含量，%，C=1%；K采通——采煤工作面的通风系数，主要包括瓦斯涌出不均衡和备用风量等因素，应该通过实际考察确定。
一般可取K采通=1.2～2.1。
㈡按二氧化碳涌出量计算Q采= 100QCO2K采通m3/min.。
井下作业计算用公式
一、压井液密度：HKP =ρ╳100 ρ：压井液密度(g/cm 3)、K ：系数（1.1～1.15）、 P ：地层压力（Mpa ） H ：油层中部深度（m ）。
二、压力梯度：K ＝1212H H P P -- K ：压力梯度(Mpa/m)、 P 1：第一点压力（Mpa ）、 P 2：第一点压力（Mpa ）、H 1：第一次深度（m ）、H 2：第二次深度（m ）。
三、渗透率由（达西定律）Q ＝L P KA μ∆得： K=P A L Q ∆μ K ：渗透率(毫达西μm 2)、 Q ：流量（cm 3/s ）、L ：岩石长度（cm ）、 A ：岩石截面积（cm 2）、P ∆：两端压差（Mpa ）、 μ：原油粘度(mpa/s)。
四、卡 点： L=K λ÷P 系数的计算：K ＝2.1 X 1 04 X 4π(D 2—d 2) L ：卡点深度（m ）、 K ：系数(21/2油管2450、27/8钻杆3800)λ：平均伸长量（cm ）、P ：平均拉力（KN ）。
D ：外径（换算单位cm ）、d ：内径（换算单位cm ）。
五、注灰类： 1、水泥浆：V=G )(211ρρρρρ-- 2、干 灰： G=V 1ρρρρρ--12 3、清 水： Q=V －1ρG4、顶替量：V 顶=(H －VoV )V '＋V 附 V ：水泥浆量（L ）、G ：干灰量（kg ）、ρ：清水密度(kg/dm)、 ρ1：干灰密度(kg/dm)、ρ2：水泥浆密度(kg/dm)。
Q ：清水量（L ） V 顶：顶替量（L ）、 H ：油管长度(m)、 V ：灰量(L/m)、 V o ：环空容积(L/m)、 V '：油管容积(L/m)、 V 附：附加量（L ）。
六、酸化类：总 液 量： V=π(R 2－r 2)H ϕ V ：总液量（m 3） R ：酸处理半径（m ）、r ：套管半径（m ）H ：油层厚度（m ）、ϕ：孔隙度商品酸用量： Q 盐＝Z X 稀ρV Q 盐：商品酸用量（吨）、V ：总液量（m 3） ρ稀：稀酸密度、X ：稀酸浓度（10~15%）、Z ：商品盐酸密度（31% 1.155） 清水 用量： Q 水＝V －盐盐ρQ Q 水：清水用量（吨）、Q 盐：商品酸用量（吨）、 ρ盐：商品盐酸密度（31% 1.155）添加剂： Q 添＝（Q 盐＋Q 水）╳（x ％）Q 添：添加剂（吨）、Q 盐：商品酸用量（吨）、Q 水：清水用量（吨）、（x ％）：所用添加剂的百分比。
大型设备验算内容及公式
大型设备验算内容及公式一、 提升机1、 矿车钩头牵引力F公式：〕＜〔N f Q Q ng F z 58860)cos )(sin (1εα++= 式中：F -矿车钩头牵引力，N ；n -一次提升矿车数量 Q -载荷重量，Kg ；z Q -提升容器自重，Kg-α井巷倾角，°；1f -绳端载荷的运动阻力系数，取0.010～0.015 -g 重力加速度，取9.81m/s 2 2、 提升机主轴强度验算 ⑴ 最大静张力F jm公式：N F f PL f Q Q gn F t z jm 〕＜〔jm 21)cos (sin )cos )(sin (αααα++++= 式中：－jm F 提升机实际最大静张力，N ；-P 钢丝绳每米重量，N/m-t L 提升长度，m ；-][jm F 提升机设计需用最大静张力（查提升绞车规格表），N⑵ 最大静张力差F jc公式：〕＜〔jc 2)cos (sin F f gnQ F F jm jc αα--=式中：－jc F 提升机实际最大静张力差，N ；-2f 钢丝绳阻力系数 -][jc F 提升机设计需用最大静张力差（查提升绞车规格表），N 3、 钢丝绳安全系数验算 公式：jm d F Q m ＝提人：〕＞〔＝9jmd F Q m ；提物：〕＞〔＝5.6jm d F Qm 式中：-m 提升钢丝绳安全系数；-d Q 钢丝绳中所有钢丝破断拉力总和，N 4、 提升机运动学参数验算⑴ 提升系统总变位质量的计算 公式：)/.)(22(1221m s N G G G qL n pL n Q Q gm d j t q p z ++++++=∑ 式中：-∑m 提升系统总变位质量，kg ；-Q 一次提升载荷重量，N-z Q 提升容器自重，N ；-1n 主绳根数，单绳双滚筒缠绕式提升系统21=n -p 主绳每米重量，N/m ；-p L 每根提升主绳实际全长，m -2n 尾绳根数；-q 尾绳每米重量，N/m-q L 尾绳实际全长，m ；-t G 天轮的变位重量（查天轮规格表），N -j G 提升绞车（包括减速机）的变位重量（查提升绞车规格表），N -d G 电动机转子的变位重量，N ⑵ 速度图的计算 ① 最大提升速度 公式：iDnV m 60π=式中：-m V 提升机最大运行速度，m/s ；-n 电动机实际转速，r/min -D 滚筒直径，m ；-i 传动比② 串车在下、上平车场启动加速和终止减速运行公式：）（＝＝S V 0050a t t ；）（＝＝m 2l l 00250a V ；）（＝＝m l l l l 0H 410- 式中：-0t 初加速时间，s ；-0l 初加速距离，m-5t 减速时间，s ；-5l 减速距离，m -10l 初加速阶段等速运行距离，m③ 串车在井筒中加、减速运行 公式：)(1031S a V V t t m -==；)(2)(1031m t V V l l m +== 式中：-1t 加速时间，s ；-3t 减速时间，s-1l 加速距离，m ；-3l 减速距离，m ④ 串车在井筒中等速运行公式：))((312m l l l l l l B H t +++-=，)(22S V l t m= 式中：-2l 等速运行距离，m -2t 等速运行时间，s ⑤ 一次提升循环时间T x)(52431010S t t t t t t t T x θ+++++++=5、 提升机动力学参数验算⑴ 串车在井底车场运行，s m a /3.00= 初加速开始时：12110)cos (sin )cos (sin )cos )(sin (ma f nQ f PL f Q Q n F z z ∑+--++++=αααααα初加速终了时：αsin 2100PL F F -=' ⑵ 初加速阶段等速阶段初加速阶段等速开始时：0001ma F F ∑-'=初加速阶段等速终了时：αsin 2010101PL F F -=' ⑶ 加速阶段加速开始时：1011ma F F ∑+'= 加速终了时：αsin 2111PL F F -=' ⑷ 等速阶段等速开始时：312ma F F ∑-'= 等速终了时：αsin 2222PL F F -=' ⑸ 减速阶段减速开始时：523ma F F ∑-'=减速终了时：αsin 2333PL F F -=' ⑹ 低速减速阶段低速减速开始时：534ma F F ∑+'= 低速减速终了时：αsin 2444PL F F -=' ⑺ 制动阶段制动开始时：045ma F F ∑-'= 制动终了时：αsin 2555PL F F -=' 6、 电动机功率验算 ⑴ 按发热条件验算公式：）（＝KW T F P Tdt2im d d 102v ⎰η 等效时间：βθα+++++++25431010d t t t t t t ）（＝t T 式中：a —考虑低速运转时电机散热不良系数，一般取21β—考虑停车间歇时间电机散热不良系数，一般取31βθα+++++++25413010d t t t t t t ）（＝t T 5252542424323232222222121210120120102020022)(2)(2)(3)(2)(2)(2)(t F F t F F t F F t F F F F t F F t F F t F F d F Tt '++'++'++'+'++'++'++'+=⎰ 等效功率：][)(102maxe id d P KW V F P ＜η=⑵ 按工作过负荷验算 公式：maxe 102V g P F i e η＝；4.1m max λλ≤=e F F式中: F max —力图中最大拖动力，Nλm —电动机的过负荷系数λmλ—过载系数，等于力图中最大力与额定力之比 7、 制动系统的验算 ⑴ 贴闸压力计算 公式：a JCt MP AnKF P 75.2=式中：-75.2换算系数-K 制动力矩计算倍数，根据质量系数C 计算。
沙坪煤矿矿井大巷运输设备能力的计算
得 出该 矿 井 大巷 胶 带 运 输机 运输 能 力能 满 足 主 运输 系统 要 求 ； 助 运 输 设 备 同样 可 以 满足 人 员 、 料 、 备 的运 输 要 辅 材 设
求的 结论 。
关键 词 ： 大巷 ； 运 输 ； 助 运 输 ； 力 ； 算 主 辅 能 计
中图 分 类号 ： Ｄ ０ Ｔ ５２
有 限 公 司 的鲍 特 郎耶 防爆 柴 油 机 无 轨胶 轮 车 系列
产品。
１ 运 送 人 员 、 料 、 型设 备 等选 用 煤 科 总 院 ） 材 小 太 原 分 院 Ｔ ６２ Ｆ Ｙ ／０ Ｂ型井 下 防爆低 污 染 柴油 机 中型
巷一 行人运 料斜 巷一 各 个工作 地点 。 ｃ 矸 系 统 ： 巷 掘进 或 是 在 局部 掘 进 穿 越 岩 ． 运 大
能力 ， 现 高 产 高效 集 约化 生 产 ， 巷 带式 输 送 机 实 大 的运 输 能 力 应 与 采 区采 煤 设 备 的 瞬 时生 产 能 力 相
适应。
送机提 升 至地 面 ， 运输能 力大 ， 自动 化程度 高 。副井
运输 和大 巷 辅助 运输 采 用无 轨胶 轮 车运 输 ， 输 能 运 力大 ， 坡 角度大 ， 爬 调度方 便灵 活 。 由于 该矿 井 瓦斯 涌 出量小 ， 置 了一 条 主运 输 布 大巷 ， 一条 辅 助 运输 大 巷 和一 条 回风 大 巷 ， 主运 输 大巷 沿底 板岩 层掘 进 ， 助运 输 大巷 和 回风 大巷 沿 辅 煤 层底板 掘进 。大巷 位 于井 田中央 ， 沿倾 向布置 ， 巷
收稿 日期 ：０ ０ ０ — ０ ２１—９２
客 货胶 轮车 ， 主要技 术参 数如 表 ２ 示 。 所
作者简 介 ： 许斌功（ ９ ７ ）男 ，４ １７ 一 ， ｄ － 同人 ， ＃大 在读工程硕士 ， 工程师 ， 从事煤矿管理工作
矿井局部通风机选型计算示例
矿井局部通风机选型计算示例一、风量计算1、按瓦斯涌出量计算：根据进风立井揭4#煤实测瓦斯涌出量为0.4m3/min进行计算，其公式如下：Q掘=100×QCH4×K=100×0.4×2=80m3/min其中：Q-掘进工作面需风量，k-掘进工作面的通风系数，取2，QCH4-掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，m3/min。
2、按炸药量计算需风量：式中Q炸——按爆破炸药量计算的工作需风量，m3/min；t——通风时间，取t=30min；A——一次爆破最大炸药量，kg；S——巷道断面，m2；L---掘进巷道通风长度；P——局部通风机吸入风量和掘进工作面风筒出口风量比，取P=1.1；k---井筒淋水修正系数,取0.6；3、按最多工作人数计算Q掘=4×N=4×50=200m3/min式中Q掘—掘进工作面实际需要的风量，m3/min；N—掘进工作面同时工作的最多人数，取交接班时50人；4—每人供给的最小风量，m3/min。
4、按最低风速进行计算：Q 掘=60VminSmax=60×0.3×33=594m 3/min式中Q 掘—掘进工作面实际需要的风量，m 3/min ；Vmin —最低风速，按煤巷掘进工作面进行计算取0.25m/s ；Smax —巷道最大断面，考虑到进风大巷联络巷配风量，断面计算取22+（22/2）=33m 2。
根据计算取以上1、2、3、4式中最大值进行计算，即：594m 3/min 。
二、局扇选型计算1.通风阻力计算：由于该通风系统为非负压通风，通风阻力为巷道通风阻力与风筒通风阻力之和。
1.1巷道通风阻力计算：R 巷道=R 井筒+R 进风大巷+R 集中胶带上山R 井筒=（α×L ×P/S 3）×K=（0.003×310×22/26.93）×1.2=0.0013R 井筒－风筒的阻力，N ×s 2÷m 8；α－摩擦阻力系数0.003L －巷道长度310mP －巷道周长22mS －巷道的净断面38.5-8.9=26.9m 2K －风压系数，包括局部阻力等因素，取1.2。
井下用压风计算
井下用风计算一、设计情况根据《初步设计》，我矿井下用气设备统计如下。
注：根据《煤炭工业矿井设计规范》，风镐与凿岩机（风钻）不同时使用时，应按风钻的用气量计算；混凝土喷射机同时使用台数按1台计算。
总用气量：Ｑ＝α1α2γΣmiqiki播＝1.2×1.15×1.04×(16.56＋19.94+8)+1.1×1.15×1.04×5＝70.44（m3/min）式中取：漏风系数α1＝1.2；机械磨损增加系数α2＝1.15；海拔高度修正系数γ＝1.04排气量43m3/min，排气压力0.85Mpa的LU250-8.5型螺杆式空气压缩机2台工作，1台备用。
二、实际情况我矿井下在试运转期间（一）掘进迎头有7个，分别为：1601运顺、1604运顺、1606轨顺底抽巷、1607轨顺底抽巷、七中车场、1605轨顺底抽巷和风平硐等。
（二）综采面1个。
喷浆机每个掘进头1台，共计7台；锚杆打眼安装机每个掘进头1台，共计7台；气腿式凿岩机每个掘进头2台，共计14台；风镐每个掘进头2台，共计14台；综采面锚杆打眼安装机2台；三号联络巷锚杆打眼安装机1台；则井下实际勇气设备为：注：根据《煤炭工业矿井设计规范》，风镐与凿岩机（风钻）不同时使用时，应按风钻的用气量计算；混凝土喷射机同时使用台数按1台计算。
总用气量：Ｑ＝α1α2γΣmiqiki播＝1.2×1.15×1.04×(27.6＋34.888+8)+1.1×1.15×1.04×5＝107.7424（m3/min）式中取：漏风系数α1＝1.2；机械磨损增加系数α2＝1.15；海拔高度修正系数γ＝1.04排气量43m3/min，排气压力0.85Mpa的LU250-8.5型螺杆式空气压缩机3台工作。
第七章矿井提升设备选型计算
第七章矿井提升设备选型计算矿井提升设备选型计算是矿井工程中非常重要的一项工作，其结果直接影响到矿井的生产效率和安全性。
本章将以一些实际矿井为例，介绍矿井提升设备选型计算的方法和步骤。
首先，我们需要了解该矿井的具体情况。
假设该矿井为井下采矿矿井，井口高程为500m，井口直径为5m，井下工作面所在位置距离井底100m，井底高程为600m。
煤层厚度为2.5m，采高为0.8m。
现需要选型一台合适的提升设备。
其次，我们需要计算矿井的生产能力和提升物料的特征。
生产能力的计算：井下工作面的生产能力由人工掘进和提升设备的运输能力两部分组成。
人工掘进的生产能力可以根据工人的劳动强度，挖掘速度等进行估算。
假设一个工人每小时可挖掘10m³的煤炭，则该工作面的人工掘进能力为10m³/小时。
提升设备的运输能力需要通过计算来得出。
我们可以假设提升设备每分钟运送的煤炭数量为X吨，然后根据井下工作面的生产能力和提升设备的工作时间进行计算。
假设提升设备的工作时间为10小时，则该设备每分钟可运送的煤炭数量为：每小时煤炭产量=10m³/小时+60X吨/分钟根据实际情况进行调整，可以得到提升设备每分钟可运送的煤炭数量。
提升物料的特征的计算：提升物料的密度是影响提升设备选型的重要因素。
在这个案例中，我们假设煤炭的密度为1.2吨/m³。
然后，我们需要根据矿井的情况和提升设备的特性来选择合适的设备。
根据井口直径和井口高程，我们可以估算出提升设备的工作尺寸。
假设井口直径为5m，井口高程为500m，则可选择的提升设备最大工作尺寸为5m×500m。
根据提升物料的特性和所需的生产能力，我们可以选择合适的提升设备类型。
根据其中一工作面的生产能力和提升设备每分钟的运输能力，可以计算出每小时煤炭的产量。
根据产量和提升物料的密度，我们可以估算出每小时的提升物料重量。
根据提升物料的重量和提升设备的工作尺寸，可以选择合适的提升设备类型。
井下作业井控基本计算公式
井下作业井控基本计算公式一、井控压力计算公式井控压力是指通过液体或气体对井底压力进行控制，以防止井底及井壁破裂或产生不适当的井底压力。
井控压力计算公式如下：Pc=Pm+Po+Ph+Pl+Ps其中，Pc为井控压力，Pm为钻井液静压，Po为井底气体静压，Ph为井底动压，Pl为井底液柱压力，Ps为井底流体动力压力。
二、泥浆性能计算公式泥浆性能是指控制井下作业流体的粘度、密度、过滤损失等参数，以满足井下作业的需要。
泥浆性能计算公式如下：a)泥浆密度计算公式：ρm=ρw+Δρs其中，ρm为泥浆密度，ρw为水密度，Δρs为钻井液添加剂的密度差。
b)泥浆粘度计算公式：μm=μb+Δμs其中，μm为泥浆粘度，μb为基础泥浆的粘度，Δμs为钻井液添加剂的粘度变化。
c)泥浆过滤损失计算公式：Lf=Kw*√(PV*ΔP*t)其中，Lf为泥浆过滤损失，Kw为岩心的渗透系数，PV为岩心孔隙体积的比例，ΔP为岩心孔隙压力差，t为时间。
三、井身尺寸计算公式井身尺寸是指井筒的内径和外径，井身尺寸的选择要满足井下作业的需求，并考虑到井下作业的安全因素。
井身尺寸计算公式如下：a)井筒内径计算公式：IDc=ODc-2×Ts其中，IDc为井筒的内径，ODc为井筒的外径，Ts为井筒壁的厚度。
b)井筒外径计算公式：ODc=ODp+2×Ts其中，ODp为井壁的外径。
以上是井下作业井控的基本计算公式，涵盖了井控压力计算、泥浆性能计算和井身尺寸计算等方面。
这些计算公式在实际的井下作业过程中，可以帮助工程师和技术人员合理地设计和控制井下作业，确保井下作业的安全和高效进行。
煤矿井下运输系统设备选型计算
煤矿井下运输系统设备选型计算煤炭资源是我国最重要的能源之一，而煤矿井下运输系统则是确保矿业生产的重要环节。
煤矿井下运输系统的设备选型计算是保证煤矿井下运输系统可以正常运行的关键因素之一。
本文将对煤矿井下运输系统设备选型计算的相关内容进行探讨。
一、煤矿井下运输系统设备的基本要求煤矿井下运输系统设备的选型计算必须满足以下基本要求：1.稳定性要求高，以确保设备可以在复杂的井下矿山环境中运行，并保持长时间的运行稳定性。
2.耐磨性要求高，以应对煤矿井下的复杂环境和日常的磨损。
3.安全性要求高，以确保设备可以在充分保证井下工人安全的前提下正常工作。
4.能够适应井下环境特点，如温度、湿度等。
5.依据实际的煤矿生产要求，实现质量和效率并存的最佳状态。
二、煤矿井下运输系统设备选型计算的主要考虑因素1. 运输能力设备选型的首要目标是根据实际需要，确定设备的运载能力和运输速度。
货运量、车速、倾斜角等因素都会影响设备的选型计算。
只有在了解实际情况的基础之上，才能确定最合适的设备类型和数量。
2. 动力来源煤矿井下运输系统的动力来源包括电力、液压、机械及自然能源等几种类型。
各类型设备的选型计算会因应不同的动力来源而变化。
3. 运输距离和道路条件井下道路交通状况的复杂程度，会限制设备的选型计算。
此外，如果运输距离较长，设备传递效率也会下降。
因此，如何确定适当的设备参数和数量，是需要多方面考虑的。
4. 设备长期可靠性井下环境条件与地面环境截然不同，因此需要根据井下实际情况选择尽量耐用、适合的设备。
设备的运行持久性不仅涉及设备本身的性能稳定性，还与维修保养的细节有关。
5. 设备的安全性煤矿井下运输系统是一个十分危险的环境，任何设备的选型计算都应给予十分重视。
设备的安全性不仅涉及到井下工人的安全，还涉及到工作效率、设备效益和运作耐久性等因素。
三、煤矿井下运输系统设备选型计算的方法1. 根据实际需求确定设备的参数设备选型计算必须以实际的生产需求为基础，确保选定的设备可以满足实际需求。
矿井一通三防计算相关公式
矿井一通三防计算相关公式一、通风阻力测定相关公式1.简单算术平均数。
有这么一组数字10、20、30、40、50 那么它们的算术平均值是（10+20+30+40+50）/5=302.加权算术平均数。
加权算术平均数 = 各组（变量值× 次数）之和 / 各组次数之和= ∑xf / ∑f3.紊流状态下井巷的摩擦阻力对于不同形状的井巷断面，其周长U与断面积S式中：C—断面形状系数：梯形C=4.16；三心拱C=3.85；半圆拱C=3.90。
摩擦阻力系数α矿井中大多数通风井巷风流的Re值已进入阻力平方区，λ值只与相对糙度有关，对于几何尺寸和支护已定型的井巷，相对糙度一定，则λ可视为定值；在标准状态下空气密度ρ=1.2kg/m3。
对上式，令：α称为摩擦阻力系数，单位为 kg/m3或 N.s2/m4。
则得到紊流状态下井巷的摩擦阻力计算式写为：通过大量实验和实测所得的、在标准状态（ρ0=1.2kg/m3）条件下的井巷的摩擦阻力系数，即所谓标准值α0值，当井巷中空气密度ρ≠1.2kg/m3时，其α值应按下式修正：摩擦风阻R f对于已给定的井巷，L、U、S都为已知数，故可把上式中的α、L、U、S 归结为一个参数R f：R f 称为巷道的摩擦风阻，其单位为：kg/m7 或N.s2/m8。
工程单位：kgf .s2/m8 ，或写成：kμ。
1 N.s2/m8= 9.8 kμ4.标准摩擦阻力系数通过大量实验和实测所得的、在标准状态（ρ0=1.2kg/m3）条件下的井巷的摩擦阻力系数，即所谓标准值α0值，当井巷中空气密度ρ≠1.2kg/m3时，其α值应按上式修正。
23QSLUhfα=2.10ραα=3SLURfα=SCU=通风阻力等级通风难易程度风阻R（Ns2/m8）等积孔A（m2)大阻力矿困难＞1.42 ＜1中阻力矿中等 1.42～0.35 1～2小阻力矿容易＜0.35 ＞25.干空气密度式中P为空气的绝对压力，单位为kPa；T为空气的热力学温度（K），T=273+t, t为空气的摄氏温度（℃）。
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永聚井下设备选型计算 一、6号煤运输大巷带式输送机
6号煤运输大巷带式输送机 1、设计依据 带式输送机运量：Q＝300t/h； 带式输送机水平长度：Lh＝1900m； 垂高：H=-28.33m 煤的松散容重：ρ＝950kg/m3； 带宽：B＝800mm 2、带式输送机选型计算 (1)圆周驱动力的计算 托辊运行阻力系数：动力运行f=0.035；发电运行f=0.012 传动滚筒摩擦系数：μ＝0.25；； 承载托辊直径φ=108mm，L=315mm 回程托辊直径φ=108mm，L=950mm 采用30°槽角 承载托辊间距α0＝1.2m； 回程托辊间距αu＝3.0m； 清扫器设置：2个弹簧，2个空段。 带速：v＝2.5m/s； 带强：整体带芯胶带PVG1400S，符合MT914-2008 物料重量：qG=33.3kg/m 每米胶带重量：qB=14.24kg/m 上托辊每米长转动部分重量：qR0＝8.825kg/m 下托辊每米长转动部分重量：qRu＝2.93kg/m 系数：c=1.06。 经过重载（f=0.012）、重载（f=0.035）、空载三种工况进行计算，重载电动（f=0.035）时圆周力最大，以下为重载（f=0.035）的计算过程。 主要阻力：FH＝fLg［qR0+ qRu+(2qB+qG)cosδ］＝47936N 倾斜阻力：Fst=qG·g·H=-10827N 主要特种阻力：Fs1=Fε+FGL=CεμoLε(qB+qG)gcosδsinε+21222bVgLIV=6943N
附加特种阻力：Fs2=n3·Fr+Fα＝n3·A·P·μ3+B·K2＝2800N 所需传动滚筒所需圆周驱动力：Fu＝CFH+ Fs1+ Fs2+Fst=49728N (2)电动机计算 轴功率：PA＝FuV/1000=127kW 驱动电机功率：PM＝1.5PA＝186kW 选用YB2型4极隔爆型电动机(110KW×2， 660V)电动机 (3)张力计算 ①、按垂度条件 承载分支 F承min≥［a0(qB+qG)g］/［8(h/a)adm］=6993(N) 回程分支 F回min≥(aUqBg)/［8(h/a)adm］=5233(N) ②、按不打滑条件 按不打滑条件F2(S2)min≥FUmax/(eμφ-1)=KaFU/(eμφ-1)（围包角φ1=φ2=190°，μ =0.25,eμφ1= eμφ2=2.29） 最大圆周驱动力：Fumax=1.5×FU=74593N 按P1：P2=1：1 F1Min=Fumax/(eμφ2-1) =28909N 根据以上条件，各点的特性力: S1=28909N S2=77899N S3=40403N S4=40403N (4)验算打滑、胶带安全系数 双传动滚筒驱动 围包角S1/S2=4.81带式输送机安全系数：m=10-12 ，选用PVG1400S m=14.3 满足要求。 (5)传动滚筒 传动滚筒的合力F1＝103KN，选用传动滚筒直径800mm，则传动滚筒的扭矩为19.89KN.m，能满足要求。 3、选型结果 (1)输送机：带宽B=800mm，带速V=2.5m/s，输送机水平长LH=1900m，运量Q=300t/h。驱动方式为头部双滚筒双电机驱动，驱动滚筒为Φ800mm的胶面滚筒。头部液压张紧。 (2)输送带：整体带芯阻燃抗静电胶带，B=800mm，PVG1400S (3)电动机：YB2型4 极(110KW， 660V)电动机 2台 (4)减速器：H3SH09 i=25 2台 (5)变频软启动 2个 (6)拉紧装置：ZY-140 1套 (7)制动器：BYWZ5-400/80 2台 二、10号煤运输大巷带式输送机 10号煤运输大巷带式输送机 1、设计依据 带式输送机运量：Q＝300t/h； 带式输送机水平长度：Lh＝1900m； 垂高：H=-22.4m 煤的松散容重：ρ＝950kg/m3； 带宽：B＝1000mm 2、带式输送机选型计算 (1)圆周驱动力的计算 托辊运行阻力系数：动力运行f=0.035；发电运行f=0.012 传动滚筒摩擦系数：μ＝0.25；； 承载托辊直径φ=108mm，L=350mm 回程托辊直径φ=108mm，L=1150mm 采用30°槽角 承载托辊间距α0＝1.2m； 回程托辊间距αu＝3.0m； 清扫器设置：2个弹簧，2个空段。 带速：v＝2.5m/s； 带强：整体带芯胶带PVG1400S，符合MT914-2008 物料重量：qG=72.2kg/m 每米胶带重量：qB=17.8kg/m 上托辊每米长转动部分重量：qR0＝10.175kg/m 下托辊每米长转动部分重量：qRu＝3.48kg/m 系数：c=1.06。 经过重载（f=0.012）、重载（f=0.035）、空载三种工况进行计算，重载电动（f=0.035）时圆周力最大，以下为重载（f=0.035）的计算过程。 主要阻力：FH＝fLg［qR0+ qRu+(2qB+qG)cosδ］＝74992N 倾斜阻力：Fst=qG·g·H=-17779N 主要特种阻力：Fs1=Fε+FGL=CεμoLε(qB+qG)gcosδsinε+21222bVgLIV=11086N
附加特种阻力：Fs2=n3·Fr+Fα＝n3·A·P·μ3+B·K2＝3500N 所需传动滚筒所需圆周驱动力：Fu＝CFH+ Fs1+ Fs2+Fst=76299N (2)电动机计算 轴功率：PA＝FuV/1000=190kW 驱动电机功率：PM＝1.5PA＝286kW 选用YB2型4极隔爆型电动机(160KW×2， 660V)电动机 (3)张力计算 ①、按垂度条件 承载分支 F承min≥［a0(qB+qG)g］/［8(h/a)adm］=13233(N) 回程分支 F回min≥(aUqBg)/［8(h/a)adm］=6541(N) ②、按不打滑条件 按不打滑条件F2(S2)min≥FUmax/(eμφ-1)=KaFU/(eμφ-1)（围包角φ1=φ2=190°，μ =0.25,eμφ1= eμφ2=2.29） 最大圆周驱动力：Fumax=1.5×FU=114448N 按P1：P2=1：1 F1Min=Fumax/(eμφ2-1) =44355N 根据以上条件，各点的特性力: S1=44355N S2=110584N S3=59796N S4=59796N (4)验算打滑、胶带安全系数 双传动滚筒驱动 围包角S1/S2=2.49带式输送机安全系数：m=10-12 ，选用PVG1400S m=12.7 满足要求。 (5)传动滚筒 传动滚筒的合力F1＝193KN，选用传动滚筒直径1000mm，则传动滚筒的扭矩为38KN.m，能满足要求。 3、选型结果 (1)输送机：带宽B=1000mm，带速V=2.5m/s，输送机水平长LH=1800m，运量Q=650t/h。驱动方式为头部双滚筒双电机驱动，驱动滚筒为Φ1000mm的胶面滚筒。头部液压张紧。 (2)输送带：整体带芯阻燃抗静电胶带，B=1000mm，PVG1400S (3)电动机：YB2型4 极(160KW， 660V)电动机 2台 (4)减速器：H3SH11 i=31.5 2台 (5)变频软启动 2个 (6)拉紧装置：ZY-140 1套 (7)制动器：BYWZ5-400/121 2台 胶带机电控系统采用PLC控制系统，控制带式输送机的起停；设带式输送机的变频软启动和软制动；设带式输送机防跑偏、打滑、断带、纵撕、溜槽堵塞、沿线急停、驱动滚筒温度保护、烟雾、洒水等各种安全保护装置及信号系统。 三、6号煤层轨道大巷无极绳连续牵引车 1、计算依据 (1)轨道巷水平长L=2000m，最大倾角α=10°； (2)提升方式：无极绳连续牵引车； (3)提升最重件:液压支架重量Q=15t（6号煤层）； (4)提升容器：采用20t型重型平板车，自重QC=2000kg，每钩提1辆。 提升矸石挂10辆车，矿车自重0.61t，每个矿车载重1.8t (5)运行速度：重载V=1m/s，空载V=1.67m/s。 2、设备选型 (1)钢丝绳选择 选24NAT6×19S+FC 1670 ZZ 317 207钢丝绳。 (2)电动机功率计算 gLqgGGFR2sincos02.0maxmax10=67554N
式中：GO—梭车重量，3.0t； G1—最大载重，按提10辆矸石车计算； βmax—运行线路最大坡度，10°； μ—钢丝绳摩擦阻力系数，0.2； qR—单位长度钢丝绳重量，2.07kg/m； L—运输距离，2000m； g—重力加速度，9.81。 电动机轴功率计算
VFN3.1=20kW
式中：V—牵引时速度，取慢速1.0m/s； η—绞车传动效率，0.8。 选用的SQ-80/110P型无极绳连续牵引车,绞车功率110kW。 (3)钢丝绳强度验算 ①、钢丝绳张力计算