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1、XX煤礦主絞車選型設計目錄一、 xxx 煤礦概況2二、礦井原主提升系統(tǒng)簡介3三、主絞車選型設計4(一)、新主提升系統(tǒng)概況4(二)、設計計算的依據(jù)4(三)、一次提升量和車組中礦車數(shù)的確定5(四)、提升鋼絲繩的選擇和6(五)、主絞車的選型計算9(六)、絞車電機功率計算12四、結論及存在的問題13(一)、結論13(二)、設計存在的問題14一、 xxx 煤礦概況xxx 煤礦由土家族苗族自治洲設計,最初生產(chǎn)能力為30kt/a, 2006年開始實施“三改六”改(擴)建工程,2008 年 3 月,經(jīng)省安監(jiān)局、經(jīng)信委組織“三同時”和主體工程的驗收合格,成為“六證”齊全的合法礦井,現(xiàn)實際生產(chǎn)能力為 60kt/a
2、 。xxx 煤礦由土家族苗族自治洲設計,最初生產(chǎn)能力為30kt/a, 2006年開始實施“三改六”改(擴)建工程,2008 年 3 月,經(jīng)省安監(jiān)局、經(jīng)信委組織“三同時”和主體工程的驗收合格,成為“六證”齊全的合法礦井,現(xiàn)實際生產(chǎn)能力為 60kt/a 。礦井開采的煤層為極薄煤層,煤層厚度平均0.6m, 礦井井田面積2.7372 平方公里,資源保有儲量162.9 萬噸,尚有可采儲量109 萬噸,礦井服務年限12年以上。采用斜井開拓,現(xiàn)有一對井筒(即主斜井、回風斜井) 。主井井口標高為+112.5m,落底標高 -1m,坡度 25 度,斜長 300 米。主井承擔礦井提升、放料和運送人員任務, 主井提升
3、方式為斜井串車提升。風井井口標高為 +113,落底標高+3m,坡度 35 度,斜長 190 米。風井承擔礦井通風任務,采用中央并列抽出式通風方式,采用 FBCDZ-6-No13型煤礦地面用防爆對旋抽出式軸流通風機二臺通風。井下分為二個采區(qū), 即采區(qū)和采區(qū)。 兩個采區(qū)目前均為下山開采。采區(qū)主軌道下山斜長800 米,采用 1.6 米絞車提升,目前開采水平為-1 水平;采區(qū)軌道下山斜長480 米,目前開采水平為 -86 水平。采煤工作面采用煤電鉆打眼,爆破落煤,人工攉煤,SGW-17可彎曲刮板輸送機運煤、采用DW系列單體液壓支柱支護、采用全部陷落法管理頂板。掘進工作面采用煤電鉆及鑿巖機打眼,爆破落巖
4、(煤),采用錨桿、錨網(wǎng)(噴)支護。井下平巷運輸均采用電機車或防爆柴油機車運輸。二、礦井原主提升系統(tǒng)簡介xxx 煤礦主斜井斜長 300 米,坡度 25°。主絞車房在距井口 30 米處。提升時,礦車在出井口后, 經(jīng)過約 30 米的平道, 然后向井口方向過岔道, 進入地面車場,到煤場和矸石場。下放礦車時,必須先連接好礦車,掛好鉤,人力推到井口,再下放。在實際生產(chǎn)中,這種操作方式, 容易因誤操作(連環(huán)未連好或掛鉤未掛好)而造成斜井跑車事故; 同時,井口運輸工的體力強度較大, 換車時間較長,因此,對安全、生產(chǎn)都存在一定的影響。xxx 煤礦原主提升系統(tǒng)示意圖礦井投產(chǎn)初期,根據(jù)初步設計,主提升絞車
5、選用 JT1200×1000-24 型絞車,配 75kw 電動機,鋼絲繩選 6×19-15-200-I- 光- 交右互捻鋼絲繩,設計二班作業(yè),每天凈提升時間為14 小時。在實際生產(chǎn)過程中,由于提升時間達不到14 小時,同時井下矸石提升量較大,導致運輸能力跟不上,運輸緊。為保證安全生產(chǎn), 決定對提升系統(tǒng)進行改進,重新施工絞車房, 對主絞車進行重新選型更換。三、主絞車選型設計(一)、新主提升系統(tǒng)概況xxx 煤礦新主提升系統(tǒng)示意圖xxx 煤礦的新主提升系統(tǒng), 將原主絞車房后移, 距井口約 100 米。原井口 30米平道改為 50 米斜坡。提升時,礦車在出井口后,由主絞車繼續(xù)牽引在
6、斜坡上運行,行過岔道后,由主絞車牽引下放, 經(jīng)岔道進入地面車場, 到煤場和矸石場。下放礦車時,先在平車場連接好礦車,掛好鉤,由主絞車牽引空車、材料車至50 米斜坡,行過岔道后,直接下放。在實際生產(chǎn)中,這種操作方式,能夠有效的防止因誤操作(連環(huán)未連好或掛鉤未掛好)而造成斜井跑車事故;同時,井口運輸工的體力強度較小,換車時間較短。(二)、設計計算的依據(jù)1、年生產(chǎn)量 AN 60000t/a, 矸石率 25%。2、主井傾角: =25°3、主井斜長 300m,根據(jù)新主絞車房的位置,實際提升斜長為Lt 350m。4、工作制度:年工作日 br =300 天,二班作業(yè),每天凈提升時間t 12 小時。
7、5、提升不均衡系數(shù): C=1.25 ( 有井底煤倉時 C=1.11.15 ,無井底煤倉時C=1.2;礦井有兩套提升設備時C=1.15,只有一套提升設備時C=1.25) 。6、xxx 煤礦提煤與矸時,選用1.0m3U 型側翻式礦車。礦車自身質量: Qk =600kg;礦車載煤量: Qzm =1000kg;礦車載矸石量: Qzg =1500kg。7、采用 XRC15 型斜井人車 2 輛運送人員,載人重量 Qr 2250kg(30 人×75kg/ 人);人車自重 Qrc 3212kg。(三)、一次提升量和車組中礦車數(shù)的確定初步確定最大提升速度vm ax ,根據(jù)煤礦安全規(guī)程規(guī)定:傾斜井巷升降
8、人員或用礦車升降貨物時,vm ax 5m/s,目前國產(chǎn)單繩纏繞式提升初步確定最大提升速度。本設計初步確定最大提升速度vm ax =3.8m/s 。1、每次提升的持續(xù)時間計算正常加速時段取 10s,正常減速時段取10s,爬行及抱閘停車時間取5s,停車換車時間取 100s,Tg(0.263Lt125)2434.1(s)2、一次提升量的確定Ca f A(N125%) Tg3.77 (t)Q3600br t式中a f 提升富裕能力,取1.2 。3、計算一次提升礦車數(shù)Qn3.77(輛)Qzm則取礦車數(shù)為 4 輛。(四)、提升鋼絲繩的選擇和1、選擇計算方法鋼絲繩是礦井設備的重要組成部分,它關系到提升設備的
9、安全可靠地運行;也是礦山鋼材消耗量較大的項目之一。正確地選擇鋼絲繩, 不僅有助于礦井的安全生產(chǎn),而且將可以節(jié)約大量的優(yōu)質鋼材。生產(chǎn)礦井幾十年來的實踐以及國外的經(jīng)驗證明,必須根據(jù)不同的工作條件, 相應選用不同結構的鋼絲繩,才能去得較好的經(jīng)濟效果。 斜井提升鋼絲繩的磨損是影響鋼絲繩壽命的主要因素,因此鋼絲繩直徑相同時,組成的鋼絲直徑較粗,將具有較高的使用壽命。鋼絲繩在工作時受多種動、靜應力的作用,如彎曲應力、扭轉應力,接觸應力及擠壓應力等, 這些應力的反復作用將導致疲勞破斷,這是鋼絲繩損壞的主要原因;另外磨損及銹蝕將加速損壞。 因此綜合反映上述應力的疲勞計算是一個較復雜的問題, 雖然國外在這方面作
10、了大量的研究工作,取得了一些成就, 但是由于鋼絲繩的結構復雜, 影響因素較多, 強度計算理論尚未完善, 一些計算公式還不能確切地反映真正的應力情況。因此,目前我國礦用鋼絲繩的強度計算仍按最大靜載荷并考慮一定安全系數(shù)的方法進行計算。2、計算選擇鋼絲繩由于斜井筒傾角小于90°,作用在鋼絲繩上的最大靜力是由重車組、鋼絲繩的重力和摩擦阻力組成。 下圖為斜井單繩提升鋼絲繩計算示意圖。由圖可知,鋼絲繩最大靜載荷是在A 點。斜井鋼絲繩計算圖作用在 A 點的井筒方向的分力包括:重串車的重力分力n(QzQk ) g sin重串車的摩擦阻力n(Q zQk )g ? f 1 cos鋼絲繩的分力m p gL
11、 0 sin鋼絲繩的摩擦阻力f2 m p gL 0 cos按鋼絲繩承受的最大靜負荷并考慮一定的安全系數(shù),可得出下式n(Qz Qk )(sinf1 cos ) gm p L0 (sinf 2cos ) gB sma每米鋼絲繩質量為mpn(QzQk )(sinf1 cos)6B9.510L0 (sinf2 cos)ma4 (600 1500)(sin 250.015cos25 )9.510 6 1600 106350(sin 250.2cos25 )6.5421000.402338.463500.571.57 (kg/m)式中L0 鋼絲繩由A 點至串車尾車在井下停車點之間的斜長,m;鋼絲繩懸垂長度
12、 350 米;f1 礦車運行摩擦阻力系數(shù),礦車為滾動軸承時取f 1 =0.015 ,為滑動軸承時取 f1 =0.02 ;f 2 鋼絲繩沿托輥和底板移動阻力系數(shù),鋼絲繩全部支承在托輥上時取f2 =0.15 0.20 ,局部支承在托輥上時取f2 =0.25 0.40 ;g重力加速度, 10 m / s2 ;ma 鋼絲繩安全系數(shù)。單繩纏繞式提升設備所用新鋼絲繩安全系數(shù):1)專為升降人員m a9;2)升降人員和物料升降人員或混合提升時m a9;3)升降物料時m a7.5 ;4)專為升降物料m a6.5 ;2S為鋼絲繩所有鋼絲斷面積之和( 單位 m) ;為解式 m p ,需找出 mp 和 S 的關系:m
13、pS0式中 0鋼絲繩密度,kg/m3 ,取 5000。B 鋼絲繩公稱抗拉強度,MPa 。一般以選用 15501700 為宜,本計算取 1600。根據(jù)上式計算的數(shù)據(jù),查鋼絲繩規(guī)格表選擇標準鋼絲繩。斜井提升一般選6股 7 絲標準鋼絲繩, 因為這種鋼絲繩的鋼絲較粗、耐磨。若有面接觸鋼絲繩供應時,也應盡量先選用。 此設計選用 619FC21.51670的鋼絲繩。全部鋼絲繩破斷力總和 Q p =29100kg, d=21.5mm, mp =1.7kg/m 。3、鋼絲繩安全系數(shù)驗算選擇后,按下式驗算鋼絲繩安全系數(shù)。(1)、提升煤、矸及物料時安全系數(shù)驗算繩端最大載荷(以矸石計算)Qg m ax =n(Qzg
14、Q k )(sinf1 cos)m p L0 (sinf2 cos)=4(1500+600)(sin25 °+0.015 ×cos25°)+1.7 ×350(sin25 °+0.2 ×cos25°)=3699.2(kg)Qp291007.876.5。安全系數(shù) ma3699.2Qg max式中Q p 所選擇準鋼絲繩的鋼絲破斷拉力總和,kg。(2)運送人員時繩端最大載荷Qr m ax =(QrcQr )(sinf1 cos)mp L0 (sinf2 cos)( 3212+2250)(sin25 °+0.015
15、5;cos25°)+1.7 ×350(sin25 °+0.2 ×cos25°)2524.0(kg)Q p29100 11.5 9安全系數(shù) ma2524Qr max4、結論計算和驗算表明,選用 619FC21.51670鋼絲繩,符合安全生產(chǎn)需要,是正確的。(五)、主絞車的選型計算1、主絞車滾筒直徑的確定提升機滾筒直徑 D g ,是計算選擇提升機的主要技術數(shù)據(jù)。選擇滾筒直徑的原則是鋼絲繩在滾筒上纏繞時不產(chǎn)生過大的彎曲應力以保證其承載能力和壽命。根據(jù)煤礦安全規(guī)程有關規(guī)定,結合xxx 煤礦實際情況,主絞車滾筒直徑必須滿足下式:D g 60d式中D g
16、滾筒直徑, mm;d 鋼絲繩直徑, mm。則本設計中滾筒直徑為:D g 60d60×21.5 1290mm根據(jù)計算,選用 JTP-1.6 ×1.2 型單筒提升機: 滾筒直徑 D g =1.6m;滾筒寬度B=1.2m;鋼絲繩作用在滾筒上的最大靜力F j m ax =42KN(載人 31KN);vm ax =3.8m/s 。2、絞車滾筒纏繩寬度確定滾筒寬度應容納以下幾部分長度的鋼絲繩。(1)提升斜長 Lt ;(2)鋼絲繩試驗長度,煤礦安全規(guī)程規(guī)定,升降人員或升降人員和物料用的鋼絲繩, 自懸掛起每隔六個一月試驗一次;專門升降物料用的鋼絲繩,自懸掛起經(jīng)過一年進行一次試驗,以后每隔六
17、個月試驗一次,試驗時每次剁掉5 米。根據(jù) xxx 煤礦的實際情況, 每根鋼絲繩的使用時間一般為三至四個月,為確保安全,期間試驗一次,則試驗繩長為5 米。(3)滾筒表面應保留三圈繩不動(稱摩擦圈),以減輕繩與滾筒固定處的拉力。(4)多層纏繞時,上層到下層段鋼絲繩每季需錯動四分之一圈,根據(jù)繩子的使用年限,一般取錯動圈24 圈。(5)纏繞在滾筒圓周表面上相鄰兩繩圈間隙寬度,=23mm。滾筒應有的寬度由下面公式求出:單滾筒或雙滾筒提升機,每個滾筒的纏繩寬度為:單層纏繞時B( Lt303)(d)D g多層纏繞時BLt30(43) D g(3)( d )k D p式中 k 纏繞層數(shù),計算公式如下:Lt5(
18、 43) Dg (d)kDp BB滾筒寬度, mm;D p 多層纏繞時平均纏繞直徑,計算公式如下:D pD gk 14d 2( d ) 22對于纏繞層數(shù)煤礦安全規(guī)程 規(guī)定:立井中升降人員或升降人員、 物料的,只準纏繞一層; 專為升降物料的準許纏繞兩層;傾斜井巷中升降人員的, 準許纏繞兩層;升降物料,準許纏繞三層;在建井期間,無論是在立井或傾斜井巷中,升降人員和物料的,都準許纏繞兩層。xxx 煤礦主井為斜井,升降人員和物料,絞車為單滾筒,k 取 2,因此滾筒的纏繩寬度為:B( Lt 5 (4 3) Dg3)(d )k D p( 350571.63)( 21.53)2 1.618=1013.83m
19、m注: . 這里 D pDgk 1 4d 2(d) 21618mm 。2 . 這里 取3。通過計算,主絞車滾筒寬度取 1200mm。3、驗算最大靜力(1)提升矸石時鋼絲繩作用在滾筒上的最大靜力F j maxgn(QzgQk )(sinf1 cos)gmp Lt (sinf 2 cos)1042100(sin 250.015cos25 )101.7350(sin 250.2 cos25 )840000.459500.57=36991.5N 42KN式中m p 所選擇的鋼絲繩單位長度的重量,kg/m。(2)運送人員時鋼絲繩作用在滾筒上的最大靜力F j maxg(QrQc )(sinf1 cos)g
20、mp Lt (sinf 2 cos)=25239.5N31KN3、結論通過計算各驗算, xxx 煤礦選擇可見所選用JTP-1.6 ×1.2 型單滾筒提升絞車為主絞車是合適的。(六)、絞車電機功率計算1、電動機的容量應滿足下述條件:1)、等于或大于根據(jù)電動機溫升散熱條件計算的等效容量2)、啟動時的力矩,應不超過電動機最大力矩的85%;特殊情況下,允許達到 90%。3)、提升過程中,任何特殊力都不應超過電動機最大力矩的90%。2、斜井單滾筒提升機電動機功率計算向上提升重車時: NK BWzdv 1.236991.5 3.8 198.4KW100010000.85下放重車時: NKB Fz
21、d 1.05v 1.232159 1.05 3.8 0.8510001000130.9KW(Fzd n(Qzg Qk )(sin f1 cos) g m pL0 (sin f2 cos) g 32159)式中 N所需電動機功率, KW;K B電動機功率備用系數(shù),一般為1.15 1.20 。v 絞車的最大速度, m/s;絞車的機械效率,一級傳動為0.9 ,二級傳動為 0.85 ;Wzd上提重車時,鋼絲繩所受最大力,N;Fzd下放重車時,鋼絲繩所受最大力,N,此時電動機按發(fā)電機方式運行;1.05按發(fā)電機方式運行時,考慮電機轉速比正常轉速大的系數(shù)。根據(jù)計算結果,取最大值187.4KW。選擇型號為 Y
22、R355M4-6的電動機,N=200Kw,nd =730rpm,=0.93 。四、結論及存在的問題(一)、結論根據(jù)煤礦安全規(guī)程及有關設計規(guī),結合xxx 煤礦實際情況,關于xxx煤礦主提升絞車的設計選型結論如下:1、絞車鋼絲繩型號為:6 19FC21.51670 (鋼繩股份);2、主絞車型號: JTP-1.6 ×1.2 型單滾筒礦用提升絞車(滾筒直徑D g =1.6m;鋼絲繩作用在滾筒上的最大靜力F j m ax =42KN(載人 31KN);滾筒寬度 B=1.2mvm ax =3.8m/s ) 。3、電機型號: YR355M4-6(N=200Kw,nd =730rpm,=0.93 )
23、。(二)、設計存在的問題由于設計者水平有限, 設計不夠細致,本設計難免存在一些問題, 具體如下:1、根據(jù) xxx 煤礦實際情況, 實際提升斜長為 Lt 350m,其中井筒 300m傾角為 25°,地面斜坡 50m傾角為 15°,在設計計算時,統(tǒng)一按照 25°計算。由此計算出的結果,使最大靜力偏高,計算出來的安全系數(shù)偏小,電機功率偏大,但不影響安全生產(chǎn)。2、設計中的礦車載重重量,考慮到取最大值,全部按矸石計算,也使得計算出來最大靜力偏高,安全系數(shù)偏小,電機功率偏大。如果按煤車計算,計算出來的電機功率為155.5KW,在實際選型時, 可參考此結果, 同時考慮提升矸石時,將車數(shù)減少為3 車。袁節(jié)膅薂羄肅蒃薁蚃芀荿薀螆肅芅蕿袈羋膁蚈羀肁蒀蚇蝕襖莆蚇螂肀莂蚆羅袂羋蚅蚄膈膄蚄螇羈蒂蚃衿膆莈螞羈罿芄螁蟻膄膀螁螃羇葿螀裊膃蒅蝿肈羆莁螈螇芁芇莄袀肄膃莄羂艿蒂莃螞肂莈蒂螄羋芄蒁袆肀膀蒀罿袃薈葿螈聿蒄葿袁羈莀蒈羃膇芆蕆蚃羀膂蒆螅膅蒁薅袇羈莇薄罿膄芃薃蠆羆艿薃袁節(jié)膅薂羄肅蒃薁蚃芀荿薀螆肅芅蕿袈羋膁蚈羀肁蒀蚇蝕襖莆蚇螂肀莂蚆羅袂羋蚅蚄膈膄蚄螇羈蒂蚃衿膆莈螞羈罿芄螁蟻膄膀螁螃羇
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