2024年7月18日发(作者：商江)

提升设备选型计算

第一节 提升设备

一、主提升设备：

1．原始参数及物料特性

本输送机为原煤运输带式输送机，输送机机长L=1450m，为水平运输；输送

能力Q=300t/h，原煤松散密度ρ=1000kg/m

3

，粒度a=360mm，输送物料单位长度

的质量q=41.67kg/m。

2．初步设定参数

输送机带宽B=1000mm，带速V=2.0m/s，输送带选用PVG1000S阻燃防静电带，

额定拉断力S

n

=1.0×10

6

N，每米胶带自重: q

o

=25.0kg/m。

托辊槽角λ=45°，承载托辊直径φ=133mm，L=380mm，轴承为6305/C4。回

程托辊直径φ=133mm，L=1150mm，轴承为6305/C4。

承载分支托辊质量G

tz

=18.9kg，承载分支托辊间距l

tz

=1.5m；回程分支托辊

单位长度的质量 G

tk

=16.09kg/m。回程分支托辊间距 l

tk

=3.0m；则承载、回程托

辊转动部分单位长度的质量

q

t



3．输送机输送能力计算

Q

n

=3.6Svkρ

=3.6×0.1396×2.0×1×1000=1005.1t/h＞300.0t/h 满足

式中：S—物料在输送带上的最大横截面积 查表取0.1396ω/m

2

V—带速 2.0m/s

k—折减系数 查表取 1

ρ—原煤松散密度 1000kg/m

3

4．输送带宽度确定

B≥2α+200=920mm≤1000mm （最大粒度α=360mm）满足

5．圆周力及轴功率计算

输送机布置示意图下图所示：

G

tz

G

tk

18.916.09

17.96

(kg/m)

l

tz

l

tk

1.53

水平运输1450m

5

4

V

3

1

Ⅰ

主平硐带式输送机示意图

Ⅱ

2

(1)圆周力计算

F=C

N

fLg［q

t

+(2q

o

+q)cosβ］+gqH

式中：C

N

—附加阻力系数 查表取1.07

f—运行阻力系数 查表取0.03

L—输送机铺设长度 1450m

g—重力加速度 9.8

q

t

—承载、回程托辊转动部分单位长度的质量 17.96kg/m

q

o

—每米长度输送带质量 25.0kg/m

q—每米输送物料质量 41.67kg/m

β—输送机倾角 水平运输

H—输送高度 水平运输

代入式中得：

F=50006.7(N)

(2) 轴功率计算

P=10

-3

FV =10

-3

×50006.7×2=100(kW)

6．电动功率确定

驱动系统采用双滚筒双电机传动方式，每套驱动装置由电动机、限矩型液力偶

合器、减速器、逆止器等组成。

P

d



K

d

P



d



1.2100

159.5

(kW)

0.880.90.95

式中：K

d

—功率备用系数 （通常取1.0～1.2）

ξ—电压降系数 (通常取0.9-0.95）

ξ

d

—多机功率不平衡系数 (一般取0.9-0.95)

η—驱动装置的传动效率 （一般取0.85-0.9）

根据本驱动系统的特性，取K

d

=1.2，ξ=0.9，ξ

d

=0.95，η=0.88。

选择双滚筒传动的功率配比为1：1，所以决定选用2台Y315S-4型电动机，

每台额定功率为110kW。

7．输送带张力计算：

⑴确定最小张力：

①按传动条件

传动滚筒均采用包胶滚筒，并使

F

Ⅰ

F

Ⅱ



查表得：μ=0.25；取K

a

=1.5

按式S

lmin

≥CF

max

，则：

a 对传动滚筒Ⅱ：

取θ

Ⅱ

=180°，查表得：C

Ⅱ

=0.838

S

3min

≥C

Ⅱ

F

Ⅱmax

=0.838×（1.5×25003.4）=31429.2(N)

b 对传动滚筒Ⅰ：

取θ

Ⅰ

=170°，查表得：C

Ⅰ

=0.909

S

2min

≥C

Ⅰ

F

Ⅰmax

=0.909×（1.5×25003.4）=34092.1(N)

亦即：

S

3min

≥S

2min

－F

Ⅱ

=34092.1－25003.4=9088.7(N)

所以，按传动条件应满足S

3min

≥31429.2(N)

②按垂度条件

a 对承载分支

50



qq

o



gl

tz

cos



8

50

=





41.6725



9.81.5cos0

8

S

5min



F

25003.4(N)

2

=6125(N)

b 对回程分支

50

q

o

gl

tk

cos



8

50

=

259.83.0cos0

8

S

4min



=4593.8(N)

所以，按垂度条件应满足S

4min

=S

5min

≥6125(N)

回程分支区段上各项阻力总和F

3

=F

H3

+F

st3

+F

N3

+F

s3

（F

N3

F

s3

，可忽略不计）

则：F

3

=F

H3

+F

st3

F

H3

=flg(q

t3

+q

o

cosβ)

=0.03×1450×9.8×(5.36+25×cos0°)

=12943.9(N)

F

st3

=gq

o

H

3

=9.8×25×(-1450×sin0°)

=0(N)

所以，F

3

=12943.9(N)

S

3min

≥S

4min

－F

3

≥6125-12943.9=-6818.9(N)

比较上述计算结果：最小张力应由传动条件确定，故取S

3

=31429.2(N)

(2)输送带张力计算

根据逐点计算法：

S

4

=S

3

+F

3

=31429.2+12943.9=44373.1(N)

S

max

=S

1

=S

3

+F=31429.2+50006.7=81436.0(N)

(3)输送带强度校核



m



m

o

K

a

C

w



o

3.0

1.51.8

9.5

0.85

式中：m

o

—基本安全系数 取3.0

C

w

—附加变曲伸长折算系数 取1.8

η

o

—输送带接头效率 取0.85

S

n

1.010

6

m12.3

＞[m]=9.5

S

max

81436.0

式中：S

n

—输送带额定拉力

因此，选用PVG1000S阻燃防静电输送带满足强度要求。

⑷输送带打滑条件校核

e





S

34092.1

2

1.08

S

3

31429.2

校验围包角α：





1.08180

248



实际设备的围包角为350°故α值符合要求。

8.拉紧力和拉紧行程确定

(1)拉紧力

T=2S

4

=2×44373.1=88746.2(N)

(2)拉紧行程

l≥L（ε+ε

t

）+l

n

=1450×（0.0025+0.001）+(1+1.0)

=7.08(m)

式中：ε—输送带弹性伸长率和永久伸长率 取0.0025

ε

t

—托辊组间的输送带垂度率 取0.001

l

n

—输送带接头所需长度 取（1+1.0）m

其中，一个接头长度取l

m

，选用l=8m。

9.滚筒直径确定

(1)传动滚筒直径

计算：D≥C

O

δ=150×0.005=0.75(m)

式中：C

O

—确定最小滚筒直径的计算系数 取150

δ—带芯厚度

按滚筒直径系列选用传动滚筒直径D=800mm

(2)改向滚筒直径

查表，选用改向滚筒直径如下表所示：

滚筒名称 输送带张力利用率 围包角（°）

滚筒直

径

机头改向滚筒

机尾拉紧滚筒

机尾压紧滚筒



m



S

3



9.531429.2

=30%

S

n

1.010

6

180

180

<30

500

500

400



m



S

4



9.544373.1

=42.3%

S

n

1.010

6

10．计算选型结果如下

(1) 输送机：DTⅡ-1000型带式输送机，B=1000mm，V=2.0m/s，N=2×110kW，

L=1450m，水平运输，Q=300t/h。头部Φ800mm胶面滚筒驱动，尾部载重小车拉

紧；

(2) 输送带：选用PVG1000S阻燃防静电带，额定拉断力S

n

=1.0×10

6

N；

根据所选带式输送机，配套选用Q518-4驱动装置：

(3) 减速器：DCY400-31.5；

(4) 耦合器 YOXⅡ560；

(5) 制动器 YWZ

5

-400/80；

(6) 逆止器 NYD250；

(7) 电动机 Y315S-4，N=2×110kW。

11．保护类型:

带式输送机设有堆煤、超温、撕裂、跑偏、打滑、洒水、烟雾、沿线急停等各种

保护装置，各种保护依据故障性质和程度，分别动作于事故报警或紧急停机。

12．保护装置选择:

设计选用KHP146型矿用带式输送机保护装置，在带式输送机机头安装有

KHPl46-T矿用本安型带式输送机集中控制台：KXJ-0.5/660型矿用隔爆兼本安

PLC控制箱；KHJ0.5/24双向急停闭锁开关；CEJ35矿用本安型跑偏传感器；GSGlO

型矿用本安速度传感器：KQG型矿用本质安全型烟雾传感器；KGY5型矿用本质安

全型温度传感器；GVY-2K矿用本安型带式输送机纵向撕裂传感器：BMQ1型矿用

本质安全型煤位开关。

信号装置的工作原理是控制箱根据集中控制台所发送的按钮信号、传感器所

采集到的故障信号，通过其内部PLC逻辑运算，可以反映到控制台，实现控制台

显示、报警、切断带式输送机电源。从而反映出装置的工作情况，控制箱内的

PLC将接收到的指令通过内部程序运算，其输出点带动相应的继电器动作，继电

器再接通相应的控制回路，如电磁阀、接触器线圈等，实现对整个带式输送机运

行过程的保护。

13．带式输送机电控装置选择

根据所选带式输送机，配套选用DMD型电控装置。

14．主平硐提升能力计算

（1）主平硐带式输送机能力：

A=330QT/K=330×300×16/1.15=1377 kt/a

式中：Q—带式输送机设计输送能力，300t/h（由于给煤机限制，实际输送

量为260 t/h）

（2）井底煤仓给煤机的给料能力：

A=330QT/K=330×260×16/1.15=1194 kt/a

式中：Q—井底煤仓给煤机的给料量，260t/h（GMW-3给煤机）

根据以上计算，确定主平硐提升能力为119.4万t/a，满足能力要求。

经过计算，所选DTⅡ-1000型带式输送机满足矿井兼并重组后能力需求。

二、主平硐运输人员设备：

主平硐运输人员采用ZK3-6/250型架线电机车牵引人车进行人员运输。基

本参数如下：

粘重：3t

轨距：600mm

直流电压：250V

小时牵引力：4.704kN

小时牵引速度：9.1km/h

电机功率：ZQ型电机，功率12.2kW

司控设备：QKT8-2

启动电阻器：QZX1-3

自动开关：QDS1-15

照明灯：JN-150

运输时间计算：

TK

L

S

=1.15×(1450/2.5)+720=1387(s)

v

式中：K—车辆运行不平衡系数，取1.1-1.2；

L—运输区间单程长度，1450m；

S—上下人员时间，720s；

v—车辆平均运行速度，2.5m/s；

按每次牵引两辆人车，运输人员24人，时间1387s计算，矿井每天最大

班下井人数45人，所需时间为0.77h，满足矿井生产要求。

三、副斜井提升设备：

㈠设计依据：

1.年生产能力A

n

=900kt/a；

2.副斜井斜长497m，提升斜长L

j

=30+497+30=557m，倾角α=20°；

3.提升方式：单钩串车提升，井上、井下均为平车场；

4. 最大班提升量：

矸石 50t/班；

材料 10次/班；

设备 2次/班；

保健 2次/班；

炸药、雷管 2次/班；

其它作业 5次/班；

㈡提升容器：

提矸时选用MF1.1-6型1.0m

3

翻斗式矿车，矿车最大载重1800kg，自重600kg，

每钩提3辆。

提料时选用1t材料车，自重515kg，最大载重量为2000kg，每钩提2辆。

提最大件时选用MPC18-6型平板车，名义载重18t，最大载重20t，本次设

计最大件为液压支架，为16t，平板车自重1050kg。每钩提1辆平板车。

㈢提升选型计算

⑴钢丝绳绳端荷重：

提矸时： Q

d

=3×(1800+600)（sin20°+0.01cos20°）=2530.2kg

下料时： Q

d

=2×(2000+515)（sin20°-0.01cos20°）=1720.4kg

提最大件时：Q

d

=(16000+1050)（sin20°+0.01cos20°）=5831.4kg

⑵钢丝绳单位长度重量：(按提最大件计算)

P

b



11



B

L

c



sinαf

2

cosα



m

Q

d=2.31 kg

式中：δ

B

─钢丝的抗拉强度，δ

B

=1666MPa；

m─安全系数，提物时m=6.5；

L

c

─提升距离，L

c

=557m；

f

1

─矿车与轨道的摩擦系数，f

1

=0.01；

f

2

─钢丝绳与地辊及部分地板的摩擦系数，f

2

=0.2。

选用6×19-166型钢丝绳，其绳径d=31.0mm，每米重量P

k

=3.383kg/m，全部

钢丝的破断力总和Q

p

=596.33kN。

⑶安全系数验算：

m

Q

p

Q

d

P

k

L

c



sin



f

2

cos





提矸时： m =18.8＞6.5

下料时： m =25.2＞6.5

提最大件时：m =9.2＞6.5

符合《煤矿安全规程》400条有关钢丝绳安全系数最低值的规定。

⑷提升机选择：

a.滚筒直径计算：

D=60d=80×31.0=2480mm

选用JK-2.5×2/30型单滚筒提升绞车，技术参数如下：D=2.5m，B=2.0m，

减速比i=30，Fz=90kN，Vmax=3.2m/s，

b.滚筒宽度验算：



L

t

L

m





B3





d





=1269.8mm＜2000mm



K



D





cg



'

式中：ε----绳圈间隙，ε=2.0mm；

K

c

----缠绕层数，K

c

＝2。

钢丝绳在滚筒上缠2层B′=1269.8mm，符合《煤矿安全规程》要求。

c.强度验算：(提最大件时)

F

j

= Q

d

+L

t

P

k

(sinα+f

2

cosα)=6969.4kg=68.3kN＜90kN

所选提升机满足要求。

d．天轮的选择

选用1套TSG-2500/17型井上固定天轮，其直径D

T

=2500mm，绳槽半径

r=17mm，适用绳径范围29～31mm。变位重量550kg。副斜井单钩串车提升系统

示意图见下图。

井口

TSG-2500/17

JK-2.5×2/30

4

3

0

0

15000

20°

5000047000

配电室

说明：

提矸时每钩3辆1.0

t

翻斗矿车

3800

12000

副斜井单钩串车提升系统示意图

⑸电动机计算：

电动机功率计算：

N

d



KF

j

V

m

1000





1.168309.83.2

282.84kW

10000.85

配套选用一台YR450-1-8型电动机，功率315kW，电压10kV。

实际最大提升速度V

s

Vmax=



Dgn

d

60i



3.142.5730

=3.2(m/s)

6030

㈣提升系统运动学

采用七阶段速度图:

初加速度和末减速度取0.3m/s

2

;正常加速度及正常减速度取0.5m/s

2

;在车

场内低速等速运行的速度取1.5m/s。

初加速阶段:

时间:

t

0



V

0

1.5

5(s)

:

a

0

0.3

1

2

0

0

0

4

0

0

0

5

0

0

0

11

距离:

L

0

V

0

t

0

1.553.75(m)

22

在车场内等速运行距离：L

01

= L

h

- L

0

=30-3.75=26.25(m)

在车场内等速运行时间：

t

01



重矿车在井筒中加速阶段:

时间

t

1



VmaxV

0

3.21.5

3.4(s)

a

1

0.5

VmaxV

0

3.21.5

t

1

3.47.99(m)

22

L

0

1

26.25

17.5(S)

V

0

1.5

距离：

L

1



重矿车在进入地面前的减速阶段:

时间：t

3

= t

1

=3.4（s）

距离：L

3

= L

1

= 7.99（m）

末减速阶段: 时间: t

5

= t

0

= 5(s)

距离：L

5

= L

0

=3.75(m)

在地面低速等速运行距离: L

4

= L

b

- L

5

=30-3.75=26.25(m)

在地面低速等速运行时间:

t

4



L

4

26.25

17.5(S)

V

0

1.5

重矿车在井筒中等速运行阶段：

距离：L

2

=L

t

-L

1

-L

3

=497-7.99-7.99=481.02（m）

时间：

t

2



L

2

481.02

150.3(s)

Vmax3.2

一次提升循环时间：

T

q

=2×（t

0

+t

01

+ t

1

+ t

2

+t

3

+t

4

+t

5

+θ）

=2×(5+17.5+3.4+150.3+5.0+17.5+3.4+25)=454.2（s）

式中：θ——休止时间θ=25s。

最大班净作业时间平衡表

单

作业名称 数量

位

提升矸石 t

下放设备 次

下放材料 次

50

2

10

每次

数量

5.0

每班

次数

10

2

3

每次

时间

(s)

455

455

455

每班

时间

(min)

75.8

15.2

22.8

备注

保健饭

雷管、炸

药

其 它

合 计

次

次

次

2

2

5

2

2

5

24

455

1116

455

15.2

37.2

37.9

204.1

下放速度为

1m/s

=3.4h＜6h

由最大班净作业时间平衡表可以看出：最大班净作业时间为204.1min，折

合3.4h，小于6h，符合《煤炭工业矿井设计规范》的有关规定，该提升设备能

满足要求。

㈤动力计算

提升系统变位质量(按提最大件计算)

变位重量：∑G=26172kg

变位质量：∑M=2670.6（kg·s

2

/ m）

V=3.2m/s

V=1.5m/s

a(m/s

2

)

L(m)

t(s)

0.3

3.75

5

26.25

17.5

0.5

7.99

3.4

481.02

150.3

0.5

7.99

3.4

V=1.5m/s

0.3

26.25

7.5

3.75

5

25

θ

Tg=455(s)

F(kN)

81.96

68.70

48.62

48.49

81.72

68.72

48.25

42.55

42.41

42.28

24.86

31.69

31.67

24.72

0

s

提升速度图、力图

（按提升最大件）

㈥校验电机功率

等效时间

T

d

=0.5(5+17.5+3.4+3.4+17.5+5)+150.3+25/3=184.5s

T

2

Fkg



dt4103055535

0

T

2

F



dt

0

F

d



T

D



4103055535

4715.8kg

184.5

等效功率

N

d



F

d

v

max

4715.83.2

K1.1176.9kW

＜315kW

102



1020.92

电机额定出力：Fe=315×102×0.92/3.2=9237kg

电机过载能力校验：

λ′=Fmax/λ×Fe=8338.8/(2.0×9237)=0.45≤0.8（满足电机过载能力）

所选电机满足要求。

㈦提升能力计算

根据以上条件确定副井提升系统能力计算公式如下：

536005455

A3303116.6



万t/a



0.030.07



10

4



455455



3



5



副井提升系统能力核定为114.5万t/a。

满足矿井生产能力900kt/a的要求。

㈧制动及保护

⑴制动系统：绞车采用块式制动，配有工作制动和安全制动两套系统，制动

灵活可靠，深度指示器和液压推动器与绞车电控系统联锁，绞车的过卷，失压等

保护均可通过它来实现。

⑵电控系统选用TKDG-PLC-1256型电控系统,由电控屏、操纵台、电阻器等

组成。

⑶后备保护：采用KHT-B型煤矿提升机综合后备保护装置：适用于绞车的超

速，限速，深度指示过卷，松绳保护，闸瓦间隙保护等绞车的全部保护。

⑷一坡三挡：在倾斜井巷内安设能够将运行中断绳、脱钩的车辆阻止住的跑

车防护装置；井口平车场及井底顺向平车场安设有能够防止带绳车辆误入非运行

车场或区段的阻车器；井口平车场设有能够控制车辆进入摘挂钩地点的阻车器，

斜井上部接近变坡点处安装能够阻止未连接车辆滑入斜井井筒的阻车器；在斜井

上部变坡点下方略大于一列车长度的地点，设置能够防止未连挂的车辆继续往下

跑车的挡车栏。

提升信号选用KXT25型斜井绞车提升信号装置，可对提人、提物、慢提、慢

放加以区别，信号发送方式为转发式。

2024年7月18日发(作者：商江)

提升设备选型计算

第一节 提升设备

一、主提升设备：

1．原始参数及物料特性

本输送机为原煤运输带式输送机，输送机机长L=1450m，为水平运输；输送

能力Q=300t/h，原煤松散密度ρ=1000kg/m

3

，粒度a=360mm，输送物料单位长度

的质量q=41.67kg/m。

2．初步设定参数

输送机带宽B=1000mm，带速V=2.0m/s，输送带选用PVG1000S阻燃防静电带，

额定拉断力S

n

=1.0×10

6

N，每米胶带自重: q

o

=25.0kg/m。

托辊槽角λ=45°，承载托辊直径φ=133mm，L=380mm，轴承为6305/C4。回

程托辊直径φ=133mm，L=1150mm，轴承为6305/C4。

承载分支托辊质量G

tz

=18.9kg，承载分支托辊间距l

tz

=1.5m；回程分支托辊

单位长度的质量 G

tk

=16.09kg/m。回程分支托辊间距 l

tk

=3.0m；则承载、回程托

辊转动部分单位长度的质量

q

t



3．输送机输送能力计算

Q

n

=3.6Svkρ

=3.6×0.1396×2.0×1×1000=1005.1t/h＞300.0t/h 满足

式中：S—物料在输送带上的最大横截面积 查表取0.1396ω/m

2

V—带速 2.0m/s

k—折减系数 查表取 1

ρ—原煤松散密度 1000kg/m

3

4．输送带宽度确定

B≥2α+200=920mm≤1000mm （最大粒度α=360mm）满足

5．圆周力及轴功率计算

输送机布置示意图下图所示：

G

tz

G

tk

18.916.09

17.96

(kg/m)

l

tz

l

tk

1.53

水平运输1450m

5

4

V

3

1

Ⅰ

主平硐带式输送机示意图

Ⅱ

2

(1)圆周力计算

F=C

N

fLg［q

t

+(2q

o

+q)cosβ］+gqH

式中：C

N

—附加阻力系数 查表取1.07

f—运行阻力系数 查表取0.03

L—输送机铺设长度 1450m

g—重力加速度 9.8

q

t

—承载、回程托辊转动部分单位长度的质量 17.96kg/m

q

o

—每米长度输送带质量 25.0kg/m

q—每米输送物料质量 41.67kg/m

β—输送机倾角 水平运输

H—输送高度 水平运输

代入式中得：

F=50006.7(N)

(2) 轴功率计算

P=10

-3

FV =10

-3

×50006.7×2=100(kW)

6．电动功率确定

驱动系统采用双滚筒双电机传动方式，每套驱动装置由电动机、限矩型液力偶

合器、减速器、逆止器等组成。

P

d



K

d

P



d



1.2100

159.5

(kW)

0.880.90.95

式中：K

d

—功率备用系数 （通常取1.0～1.2）

ξ—电压降系数 (通常取0.9-0.95）

ξ

d

—多机功率不平衡系数 (一般取0.9-0.95)

η—驱动装置的传动效率 （一般取0.85-0.9）

根据本驱动系统的特性，取K

d

=1.2，ξ=0.9，ξ

d

=0.95，η=0.88。

选择双滚筒传动的功率配比为1：1，所以决定选用2台Y315S-4型电动机，

每台额定功率为110kW。

7．输送带张力计算：

⑴确定最小张力：

①按传动条件

传动滚筒均采用包胶滚筒，并使

F

Ⅰ

F

Ⅱ



查表得：μ=0.25；取K

a

=1.5

按式S

lmin

≥CF

max

，则：

a 对传动滚筒Ⅱ：

取θ

Ⅱ

=180°，查表得：C

Ⅱ

=0.838

S

3min

≥C

Ⅱ

F

Ⅱmax

=0.838×（1.5×25003.4）=31429.2(N)

b 对传动滚筒Ⅰ：

取θ

Ⅰ

=170°，查表得：C

Ⅰ

=0.909

S

2min

≥C

Ⅰ

F

Ⅰmax

=0.909×（1.5×25003.4）=34092.1(N)

亦即：

S

3min

≥S

2min

－F

Ⅱ

=34092.1－25003.4=9088.7(N)

所以，按传动条件应满足S

3min

≥31429.2(N)

②按垂度条件

a 对承载分支

50



qq

o



gl

tz

cos



8

50

=





41.6725



9.81.5cos0

8

S

5min



F

25003.4(N)

2

=6125(N)

b 对回程分支

50

q

o

gl

tk

cos



8

50

=

259.83.0cos0

8

S

4min



=4593.8(N)

所以，按垂度条件应满足S

4min

=S

5min

≥6125(N)

回程分支区段上各项阻力总和F

3

=F

H3

+F

st3

+F

N3

+F

s3

（F

N3

F

s3

，可忽略不计）

则：F

3

=F

H3

+F

st3

F

H3

=flg(q

t3

+q

o

cosβ)

=0.03×1450×9.8×(5.36+25×cos0°)

=12943.9(N)

F

st3

=gq

o

H

3

=9.8×25×(-1450×sin0°)

=0(N)

所以，F

3

=12943.9(N)

S

3min

≥S

4min

－F

3

≥6125-12943.9=-6818.9(N)

比较上述计算结果：最小张力应由传动条件确定，故取S

3

=31429.2(N)

(2)输送带张力计算

根据逐点计算法：

S

4

=S

3

+F

3

=31429.2+12943.9=44373.1(N)

S

max

=S

1

=S

3

+F=31429.2+50006.7=81436.0(N)

(3)输送带强度校核



m



m

o

K

a

C

w



o

3.0

1.51.8

9.5

0.85

式中：m

o

—基本安全系数 取3.0

C

w

—附加变曲伸长折算系数 取1.8

η

o

—输送带接头效率 取0.85

S

n

1.010

6

m12.3

＞[m]=9.5

S

max

81436.0

式中：S

n

—输送带额定拉力

因此，选用PVG1000S阻燃防静电输送带满足强度要求。

⑷输送带打滑条件校核

e





S

34092.1

2

1.08

S

3

31429.2

校验围包角α：





1.08180

248



实际设备的围包角为350°故α值符合要求。

8.拉紧力和拉紧行程确定

(1)拉紧力

T=2S

4

=2×44373.1=88746.2(N)

(2)拉紧行程

l≥L（ε+ε

t

）+l

n

=1450×（0.0025+0.001）+(1+1.0)

=7.08(m)

式中：ε—输送带弹性伸长率和永久伸长率 取0.0025

ε

t

—托辊组间的输送带垂度率 取0.001

l

n

—输送带接头所需长度 取（1+1.0）m

其中，一个接头长度取l

m

，选用l=8m。

9.滚筒直径确定

(1)传动滚筒直径

计算：D≥C

O

δ=150×0.005=0.75(m)

式中：C

O

—确定最小滚筒直径的计算系数 取150

δ—带芯厚度

按滚筒直径系列选用传动滚筒直径D=800mm

(2)改向滚筒直径

查表，选用改向滚筒直径如下表所示：

滚筒名称 输送带张力利用率 围包角（°）

滚筒直

径

机头改向滚筒

机尾拉紧滚筒

机尾压紧滚筒



m



S

3



9.531429.2

=30%

S

n

1.010

6

180

180

<30

500

500

400



m



S

4



9.544373.1

=42.3%

S

n

1.010

6

10．计算选型结果如下

(1) 输送机：DTⅡ-1000型带式输送机，B=1000mm，V=2.0m/s，N=2×110kW，

L=1450m，水平运输，Q=300t/h。头部Φ800mm胶面滚筒驱动，尾部载重小车拉

紧；

(2) 输送带：选用PVG1000S阻燃防静电带，额定拉断力S

n

=1.0×10

6

N；

根据所选带式输送机，配套选用Q518-4驱动装置：

(3) 减速器：DCY400-31.5；

(4) 耦合器 YOXⅡ560；

(5) 制动器 YWZ

5

-400/80；

(6) 逆止器 NYD250；

(7) 电动机 Y315S-4，N=2×110kW。

11．保护类型:

带式输送机设有堆煤、超温、撕裂、跑偏、打滑、洒水、烟雾、沿线急停等各种

保护装置，各种保护依据故障性质和程度，分别动作于事故报警或紧急停机。

12．保护装置选择:

设计选用KHP146型矿用带式输送机保护装置，在带式输送机机头安装有

KHPl46-T矿用本安型带式输送机集中控制台：KXJ-0.5/660型矿用隔爆兼本安

PLC控制箱；KHJ0.5/24双向急停闭锁开关；CEJ35矿用本安型跑偏传感器；GSGlO

型矿用本安速度传感器：KQG型矿用本质安全型烟雾传感器；KGY5型矿用本质安

全型温度传感器；GVY-2K矿用本安型带式输送机纵向撕裂传感器：BMQ1型矿用

本质安全型煤位开关。

信号装置的工作原理是控制箱根据集中控制台所发送的按钮信号、传感器所

采集到的故障信号，通过其内部PLC逻辑运算，可以反映到控制台，实现控制台

显示、报警、切断带式输送机电源。从而反映出装置的工作情况，控制箱内的

PLC将接收到的指令通过内部程序运算，其输出点带动相应的继电器动作，继电

器再接通相应的控制回路，如电磁阀、接触器线圈等，实现对整个带式输送机运

行过程的保护。

13．带式输送机电控装置选择

根据所选带式输送机，配套选用DMD型电控装置。

14．主平硐提升能力计算

（1）主平硐带式输送机能力：

A=330QT/K=330×300×16/1.15=1377 kt/a

式中：Q—带式输送机设计输送能力，300t/h（由于给煤机限制，实际输送

量为260 t/h）

（2）井底煤仓给煤机的给料能力：

A=330QT/K=330×260×16/1.15=1194 kt/a

式中：Q—井底煤仓给煤机的给料量，260t/h（GMW-3给煤机）

根据以上计算，确定主平硐提升能力为119.4万t/a，满足能力要求。

经过计算，所选DTⅡ-1000型带式输送机满足矿井兼并重组后能力需求。

二、主平硐运输人员设备：

主平硐运输人员采用ZK3-6/250型架线电机车牵引人车进行人员运输。基

本参数如下：

粘重：3t

轨距：600mm

直流电压：250V

小时牵引力：4.704kN

小时牵引速度：9.1km/h

电机功率：ZQ型电机，功率12.2kW

司控设备：QKT8-2

启动电阻器：QZX1-3

自动开关：QDS1-15

照明灯：JN-150

运输时间计算：

TK

L

S

=1.15×(1450/2.5)+720=1387(s)

v

式中：K—车辆运行不平衡系数，取1.1-1.2；

L—运输区间单程长度，1450m；

S—上下人员时间，720s；

v—车辆平均运行速度，2.5m/s；

按每次牵引两辆人车，运输人员24人，时间1387s计算，矿井每天最大

班下井人数45人，所需时间为0.77h，满足矿井生产要求。

三、副斜井提升设备：

㈠设计依据：

1.年生产能力A

n

=900kt/a；

2.副斜井斜长497m，提升斜长L

j

=30+497+30=557m，倾角α=20°；

3.提升方式：单钩串车提升，井上、井下均为平车场；

4. 最大班提升量：

矸石 50t/班；

材料 10次/班；

设备 2次/班；

保健 2次/班；

炸药、雷管 2次/班；

其它作业 5次/班；

㈡提升容器：

提矸时选用MF1.1-6型1.0m

3

翻斗式矿车，矿车最大载重1800kg，自重600kg，

每钩提3辆。

提料时选用1t材料车，自重515kg，最大载重量为2000kg，每钩提2辆。

提最大件时选用MPC18-6型平板车，名义载重18t，最大载重20t，本次设

计最大件为液压支架，为16t，平板车自重1050kg。每钩提1辆平板车。

㈢提升选型计算

⑴钢丝绳绳端荷重：

提矸时： Q

d

=3×(1800+600)（sin20°+0.01cos20°）=2530.2kg

下料时： Q

d

=2×(2000+515)（sin20°-0.01cos20°）=1720.4kg

提最大件时：Q

d

=(16000+1050)（sin20°+0.01cos20°）=5831.4kg

⑵钢丝绳单位长度重量：(按提最大件计算)

P

b



11



B

L

c



sinαf

2

cosα



m

Q

d=2.31 kg

式中：δ

B

─钢丝的抗拉强度，δ

B

=1666MPa；

m─安全系数，提物时m=6.5；

L

c

─提升距离，L

c

=557m；

f

1

─矿车与轨道的摩擦系数，f

1

=0.01；

f

2

─钢丝绳与地辊及部分地板的摩擦系数，f

2

=0.2。

选用6×19-166型钢丝绳，其绳径d=31.0mm，每米重量P

k

=3.383kg/m，全部

钢丝的破断力总和Q

p

=596.33kN。

⑶安全系数验算：

m

Q

p

Q

d

P

k

L

c



sin



f

2

cos





提矸时： m =18.8＞6.5

下料时： m =25.2＞6.5

提最大件时：m =9.2＞6.5

符合《煤矿安全规程》400条有关钢丝绳安全系数最低值的规定。

⑷提升机选择：

a.滚筒直径计算：

D=60d=80×31.0=2480mm

选用JK-2.5×2/30型单滚筒提升绞车，技术参数如下：D=2.5m，B=2.0m，

减速比i=30，Fz=90kN，Vmax=3.2m/s，

b.滚筒宽度验算：



L

t

L

m





B3





d





=1269.8mm＜2000mm



K



D





cg



'

式中：ε----绳圈间隙，ε=2.0mm；

K

c

----缠绕层数，K

c

＝2。

钢丝绳在滚筒上缠2层B′=1269.8mm，符合《煤矿安全规程》要求。

c.强度验算：(提最大件时)

F

j

= Q

d

+L

t

P

k

(sinα+f

2

cosα)=6969.4kg=68.3kN＜90kN

所选提升机满足要求。

d．天轮的选择

选用1套TSG-2500/17型井上固定天轮，其直径D

T

=2500mm，绳槽半径

r=17mm，适用绳径范围29～31mm。变位重量550kg。副斜井单钩串车提升系统

示意图见下图。

井口

TSG-2500/17

JK-2.5×2/30

4

3

0

0

15000

20°

5000047000

配电室

说明：

提矸时每钩3辆1.0

t

翻斗矿车

3800

12000

副斜井单钩串车提升系统示意图

⑸电动机计算：

电动机功率计算：

N

d



KF

j

V

m

1000





1.168309.83.2

282.84kW

10000.85

配套选用一台YR450-1-8型电动机，功率315kW，电压10kV。

实际最大提升速度V

s

Vmax=



Dgn

d

60i



3.142.5730

=3.2(m/s)

6030

㈣提升系统运动学

采用七阶段速度图:

初加速度和末减速度取0.3m/s

2

;正常加速度及正常减速度取0.5m/s

2

;在车

场内低速等速运行的速度取1.5m/s。

初加速阶段:

时间:

t

0



V

0

1.5

5(s)

:

a

0

0.3

1

2

0

0

0

4

0

0

0

5

0

0

0

11

距离:

L

0

V

0

t

0

1.553.75(m)

22

在车场内等速运行距离：L

01

= L

h

- L

0

=30-3.75=26.25(m)

在车场内等速运行时间：

t

01



重矿车在井筒中加速阶段:

时间

t

1



VmaxV

0

3.21.5

3.4(s)

a

1

0.5

VmaxV

0

3.21.5

t

1

3.47.99(m)

22

L

0

1

26.25

17.5(S)

V

0

1.5

距离：

L

1



重矿车在进入地面前的减速阶段:

时间：t

3

= t

1

=3.4（s）

距离：L

3

= L

1

= 7.99（m）

末减速阶段: 时间: t

5

= t

0

= 5(s)

距离：L

5

= L

0

=3.75(m)

在地面低速等速运行距离: L

4

= L

b

- L

5

=30-3.75=26.25(m)

在地面低速等速运行时间:

t

4



L

4

26.25

17.5(S)

V

0

1.5

重矿车在井筒中等速运行阶段：

距离：L

2

=L

t

-L

1

-L

3

=497-7.99-7.99=481.02（m）

时间：

t

2



L

2

481.02

150.3(s)

Vmax3.2

一次提升循环时间：

T

q

=2×（t

0

+t

01

+ t

1

+ t

2

+t

3

+t

4

+t

5

+θ）

=2×(5+17.5+3.4+150.3+5.0+17.5+3.4+25)=454.2（s）

式中：θ——休止时间θ=25s。

最大班净作业时间平衡表

单

作业名称 数量

位

提升矸石 t

下放设备 次

下放材料 次

50

2

10

每次

数量

5.0

每班

次数

10

2

3

每次

时间

(s)

455

455

455

每班

时间

(min)

75.8

15.2

22.8

备注

保健饭

雷管、炸

药

其 它

合 计

次

次

次

2

2

5

2

2

5

24

455

1116

455

15.2

37.2

37.9

204.1

下放速度为

1m/s

=3.4h＜6h

由最大班净作业时间平衡表可以看出：最大班净作业时间为204.1min，折

合3.4h，小于6h，符合《煤炭工业矿井设计规范》的有关规定，该提升设备能

满足要求。

㈤动力计算

提升系统变位质量(按提最大件计算)

变位重量：∑G=26172kg

变位质量：∑M=2670.6（kg·s

2

/ m）

V=3.2m/s

V=1.5m/s

a(m/s

2

)

L(m)

t(s)

0.3

3.75

5

26.25

17.5

0.5

7.99

3.4

481.02

150.3

0.5

7.99

3.4

V=1.5m/s

0.3

26.25

7.5

3.75

5

25

θ

Tg=455(s)

F(kN)

81.96

68.70

48.62

48.49

81.72

68.72

48.25

42.55

42.41

42.28

24.86

31.69

31.67

24.72

0

s

提升速度图、力图

（按提升最大件）

㈥校验电机功率

等效时间

T

d

=0.5(5+17.5+3.4+3.4+17.5+5)+150.3+25/3=184.5s

T

2

Fkg



dt4103055535

0

T

2

F



dt

0

F

d



T

D



4103055535

4715.8kg

184.5

等效功率

N

d



F

d

v

max

4715.83.2

K1.1176.9kW

＜315kW

102



1020.92

电机额定出力：Fe=315×102×0.92/3.2=9237kg

电机过载能力校验：

λ′=Fmax/λ×Fe=8338.8/(2.0×9237)=0.45≤0.8（满足电机过载能力）

所选电机满足要求。

㈦提升能力计算

根据以上条件确定副井提升系统能力计算公式如下：

536005455

A3303116.6



万t/a



0.030.07



10

4



455455



3



5



副井提升系统能力核定为114.5万t/a。

满足矿井生产能力900kt/a的要求。

㈧制动及保护

⑴制动系统：绞车采用块式制动，配有工作制动和安全制动两套系统，制动

灵活可靠，深度指示器和液压推动器与绞车电控系统联锁，绞车的过卷，失压等

保护均可通过它来实现。

⑵电控系统选用TKDG-PLC-1256型电控系统,由电控屏、操纵台、电阻器等

组成。

⑶后备保护：采用KHT-B型煤矿提升机综合后备保护装置：适用于绞车的超

速，限速，深度指示过卷，松绳保护，闸瓦间隙保护等绞车的全部保护。

⑷一坡三挡：在倾斜井巷内安设能够将运行中断绳、脱钩的车辆阻止住的跑

车防护装置；井口平车场及井底顺向平车场安设有能够防止带绳车辆误入非运行

车场或区段的阻车器；井口平车场设有能够控制车辆进入摘挂钩地点的阻车器，

斜井上部接近变坡点处安装能够阻止未连接车辆滑入斜井井筒的阻车器；在斜井

上部变坡点下方略大于一列车长度的地点，设置能够防止未连挂的车辆继续往下

跑车的挡车栏。

提升信号选用KXT25型斜井绞车提升信号装置，可对提人、提物、慢提、慢

放加以区别，信号发送方式为转发式。