矿井机械化升级改造初步设计 第3章 大巷运输及设备.doc
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矿井机械化升级改造初步设计 第3章 大巷运输及设备.doc
第三章 大巷运输及设备第一节 运输方式的选择一、煤炭及辅助运输方式的选择(一)井下煤炭运输方式选择井下煤炭运输有带式输送机运输和矿车运输二种可选方式。本矿井设计生产能力1.80Mt/a,主斜井采用皮带运输,采区下山均沿煤层布置,巷道底板起伏较大,不宜采用轨道运输方式,宜采用带式输送机运输。带式输送机运输具有环节简单、连续性强、运输能力大、比矿车运输节省人力、自动化程度高、安全、高效,易于实现自动控制等优点,而且矿井目前即采用带式输送机运输,并积累了一定的使用和管理经验。因此,设计确定井下煤炭运输仍采用带式输送机运输方式。(二)井下辅助运输方式的选择1、运输现状运料由副斜井绞车运到井底车场,由5t蓄电池机车运至东、西水平大巷,由采区各部绞车(JD11.4、JD25)运至工作面。其中西轨道巷分五段安设七部绞车,第一部为JD25型,其余六部均为JD11.4型,其中有两段由于坡度小于5°而采用两部绞车对拉;东翼材料巷安设三部JD11.4型绞车;四采区轨道下山分四段安设四部绞车,第一部绞车型号为JD25型,其余三部均为JD11.4型;1503轨道上山分两段安设两部JD25型调度绞车。绞车接力运输,运输环节多,运输能力低,占用人员多,安全隐患多,管理复杂。2、运输方式选择井下辅助运输主要是材料、设备的运送和矸石的提升等,运量较小。从巷道布置及矿井辅助运输现状来看,除950运输大巷为水平巷道外,西轨道巷、下组煤轨道巷坡度均较大,而采区轨道下山均沿煤层布置,巷道坡度随煤层底板起伏,限制了电机车和普通绞车的使用,据此,设计确定井下辅助运输方式如下:(1)大巷辅助运输方式由于+950运输大巷运距较短,约为600m,运量较小,设计确定大巷辅助运输仍采用蓄电池电机车牵引1t矿车运输方式。经验算,矿井现用的2台5t蓄电池电机车能够满足运输要求。(2)西轨道巷、下组煤轨道巷及轨道下山辅助运输方式西轨道巷在矿井机械化升级改造投产后,要担负运送大件设备的任务,现在的调度绞车接力运输方式,不仅占用人力多,不安全,管理不便,而且,经验算,其能力亦不能满足要求,因此,西轨道巷辅助运输改用无极绳连续牵引车运输方式。15号煤轨道巷亦担负运送大件设备的任务,设计亦采用无极绳连续牵引车运输方式。采区轨道下山均沿煤层布置,巷道坡度随煤层底板起伏,设计亦采用无极绳连续牵引车运输方式。无极绳连续牵引车适应煤层起伏变化及水平拐弯能力强,是一种适用于长距离、大倾角、多变坡、大吨位工况条件的普通运输方式。一般运输距离在8002000m,最大可达2500m,巷道的最大坡度可达25°,水平弯道拐弯角度可达90°。其牵引力有40KN、60KN、90KN三种,载重可达20t以上。近年来,在河北金能集团东庞矿、邢东矿、葛泉矿、显德汪矿,峰峰集团万年矿、九龙矿、梧桐庄矿,兖矿集团东滩矿、开滦集团范各庄矿,山西离柳集团朱家店矿,新汶集团翟镇矿、协庄矿等局矿得到了广泛应用,取得了较好的经济效益。二、主要运输巷道断面、支护方式、坡度及钢轨型号根据矿井辅助运输的需要,结合运输巷道现有断面情况,确定对现有部分巷道进行扩砌,并更换钢轨型号:1、副井井底至东大巷段车场巷道,断面规格由3.2×2.3m扩大为4.2×3.7m,锚喷支护,扩砌长度140m,铺轨型号由18kg/m改为30kg/m。2、井底车场绕道,断面规格由2.1×2.7m扩为4.2×3.7m,锚喷支护,扩砌长度320m,铺轨型号由18kg/m改为30kg/m。3、西轨道巷部分扩砌,断面规格由3.4×3m扩为4.5×3.85m,锚喷支护,扩砌长度495m,铺轨型号由18kg/m改为30kg/m。4、15煤轨道巷(新掘),断面规格4.5×3.85m,锚喷,铺轨型号30kg/m。5、采区轨道下山,规格为4.5×3.5m,矩形,锚网喷支护,铺轨型号30kg/m。主要巷道断面特征见表431。第二节 矿 车一、矿车选型1t固定箱式矿车型号为MGC1.16,1t材料车型号为MC16A,3t材料车型号为MC36B,1t平板车型号为MP16A,3t平板车型号为MP36,20t平板车型号为MP206。二、矿车数量各类矿车数量以矿井达到设计生产能力时井上、下各用车地点,按排列法计算。矿车数量见表321,矿车特征见表322。第三节 运输设备选型一、煤炭运输设备选型本次机械化升级改造后矿井产量为1.80Mt/a,主采9号煤和15号煤,产量分配为9号煤1.30Mt/a,15号煤0.50Mt/a。井下主要运输设备为上组煤下山带式输送机和下组煤下山带式输送机。(一)上组煤皮带下山带式输送机上组煤皮带下山总长度2315m,其中前段长度515m为-3°(下运), 后段长度1800m为10°(上运),初期铺设带式输送机长度515m(-3°),服务期限约10年。矿车使用排列表 表321序号矿车类型矿车型号使 用 地 点矿车数量(辆)备注11t固定箱式矿车MGC1.16副井井筒运行6副井井底车场20大巷运输16掘进工作面8水仓清理4副井井口车场15材料场8其他8小计89备用及检修9使用量的10%合计9721t材料车MC16A1533t材料车MC36B1041t平板车MP16A1553t平板车MPC3620618t平板车MPC18620总计177矿车特征表 表322矿车名称型号容积(m3)载重(t)外形尺寸()轨距()轴距()自重()长宽高1t固定箱式矿车MGC1.161.11200080011506005506101t材料车MC16A1200080011506005504943t材料车MC36B32400105012006007505641t平板车MP16A1200088011506005504643t平板车MPC36324001050415600110053018t平板车MPC186182900130029860011001050为合理设置运输设备,减少投资,节约能源及利于后期接续,经多方案比选,本设计认为初期铺设带式输送机长度515m(3°),原煤卸入上组煤煤仓,矸石向前25m卸入上组煤矸石仓。根据巷道坡度,依输送机工况以后可延长至850m,考虑后期巷道开拓延伸,后段长度1490m(10°)(上运),后期另铺设一条上运带式输送机与前期带式输送机搭接运输。1、设计依据输送能力:Q=820t/h输送机长度:L=540m(850)提升高度:H=-27(26.83)m倾角:= 3°(10°)2、选型计算(1)输送机主要参数确定带 速: V=3.15m/s带 宽:B=0.89mm 取B=1000mm(2)设计计算 根据输送机的布置,按前后期分别计算,前期输送长度L=540m,后期输送长度L=850m,输入原始数据用计算机计进行优化设计。输送机计算简图工况一:初期长度L=540m全段满载;工况二:后期长度L=850m全段满载;工况三:后期长度L=850m,上运(长度L=310m ,倾角=10°)段满载,下运(长度L=540m, 倾角=3°)段空载,阻力系数=0.012) 。、原始参数及计算结果见表331。上组煤下山带式输送机技术参数 表331序号名 称单位输入参数序号名 称单位输出参数初期后期工况一工况二工况三1输送能力t/h8201物料载荷N/m7232松散容重t/m30.952胶带载荷N/m2302503动堆积角°253上托辊载荷N/m1834带宽mm10004下托辊载荷N/m5 6.75带速m/s3.155胶带最大张力kN26(空载))1041106机长m5408506胶带最小张力kN12(空载)38447倾角度3°7安全系数269.698提升高度m2726.838计算轴功率kW44(空载)1772049托辊阻力系数0.039传动效率0.910.910.9110传动滚筒围包角度21010传动滚筒直径mm80080080011滚筒摩擦系数0.3011计算电机功率kW58(空载)23325712功率配比12选定电动机功率kW1322×1322×13213电机功率储备系数1.21.1513减速器型号、速比B3SH10 i=2014上托辊间距m1.214低速轴制动力力矩Nm114010161315下托辊间距m315胶带规格68010001000、张力计算(后期)见表332。输送机各段张力、阻力表表332序号满载逐点张力满载各段阻力字符标志各 段 名 称特征参数145797400O30度该向滚筒 246197400S180度该向滚筒346597400P拉 紧 滚 筒446997400S180度该向滚筒 55769510698B下支空载段515,27 646615-11081B下支空载段310,53.83 747015400S180度该向滚筒811015263137A上支承载段310 ,53.83 9110097-55C上支空载段515 ,27 101110971000K弹簧清扫器11111497400S180度该向滚筒1243997400T单出轴传动滚筒210 1344906909A上支承载段25,01445406400S180度该向滚筒1545797391C上支空载段25,0、输送机安全校验依据GB50431-2008带式输送机工程设计规范第9.6.1和9.6.3条为防止下运输送机发生飞车,应设置液压制动器。单个制动器应满足系统所需力炬。逆转力矩按最不利工况计算,(上分支倾斜段满载,阻力系数=0.012),计算出系统逆转力矩=1613 Nm。预选液压推杆制动器BYWZ5400/121 M=1000 Nm折算到低速轴制动力矩: M×i/1.5=1000×20/(1.52)= 13333310000Nm式中 M额定制动力矩=1000NmI减速比=20低速轴制动力矩系统逆转力矩 满足要求。、输送机动态计算根据系统惯性自动计算的满载起制动加速度时间和距离。当电动机直接启动、制动器直接投入,输送机的加减速度为:起动加速度 a= .288 m/s <a=0.3 起动时间 t= 10.921 s; 制动加速度 a= .366 m/s>a=0.3 制动时间 t= 8.593 s。 3、选型结果输送机初后期主要技术参数如下:输送机代号:DT(A)10080;运 量:Q=820t/h;带 宽:B=1000mm;带 速:V=3.15m/s;机 长:L= 540(后期850)m;整芯阻燃运输带:PVG680/1×1000(PVG1250/1×1000) 900m(后期1750m);电动机:YB355M-4 N=132kW V=660V 一台(后期二台);减速机:B3SH10+风扇 i=20 一台(后期二台);电液推杆制动器 BYWZ5-400/121 M=1000Nm 一台(后期二台);液压拉紧装置: ZYL400(DYL-4/80) 一台(装在头部)。高速轴连轴器初期为弹性注销连轴器,后期改为调速型液力偶合器或液粘软启动装置;传动滚筒均为双出轴,一端接驱动装置另一端后期再接驱动装置。(二)下组煤皮带下山带式输送机下组煤皮带下山总长度2100m,其中前段长度560m为3°(上运),后段长度1540m为10°(下运),初期铺设带式输送机长度380m(3°),服务期限约10年。为合理设置运输设备,减少投资,节约能源以及利于后期接续,经多方案比选,本设计认为初期铺设带式输送机长度380m(3°),根据据巷道坡度,依输送机工况以后可延长至1100m,考虑后期巷道开拓延伸,后段长度1000m(10°)(下运),后期另铺设一条下运带式输送机与前期带式输送机搭接运输。1、设计依据输送能力:Q=285t/h;输送机长度:L=380(后期1100)m;提升高度:H=20(73.8)m;倾角:= 3°(10°)。2、选型计算(1)输送机主要参数确定带 速: V=2. 5m/s带 宽:B=0.645mm 取B=800mm(2)输送机工况分析据输送机的布置,分别按以下四种工况进行计算,用计算机计进行优化设计。 输送机计算简图工况一:上运长度L=560m全段满载;工况二:后期长度L=1100m全段满载;工况三:后期长度L=1100m;上运(长度L=560m,倾角=3°)段空载,下运(长度L=540m,倾角=10°)段满载,阻力系数=0.012。工况四:后期长度L=1100m;上运(长度L=560m,倾角=3°)段满载,下运(长度L=540m,倾角=10°)段空载,阻力系数=0.012。、原始参数及计算结果见表333。 下组煤下山带式输送机技术参数 表333序号名 称单位输入参数序号名 称单位输出参数工况一工况二工况三工况四1输送能力t/h2851物料载荷N/m3162松散容重t/m30.952胶带载荷N/m1913动堆积角°253上托辊载荷N/m1124带宽mm8004下托辊载荷N/m405带速m/s2.55胶带最大张力kN454646466机长m380(800)6胶带最小张力kN1788187倾角度3°(310°)7安全系数1212.212128提升高度m20(-5.6)8计算轴功率kW674847689托辊阻力系数0.039传动效率0.870.8710传动滚筒围包角度21010计算电机功率kW9283.6669411滚筒摩擦系数0.3011选定电机功率kW13212动力工况电动运行12传动滚筒直径mm800 13电机功率储备系数1.213减速器型号速比B3SH10 i=2514上托辊间距m1.214低速轴制动力矩Nm19010001000-90015下托辊间距m315胶带强度N/mm680680 注:工况三为发电动运行,电机功率储备系数=1.5、张力计算输送机的工况较复杂,胶带最大张力较小,故不再赘述。、输送机安全校验依据GB50431-2008带式输送机工程设计规范第9.6.1和9.6.3条为防止上运输送机发生逆转,应装设置制动装置器和逆止装置器。每台制动器或逆止应满足系统所需逆转力炬。逆转力矩按以上四种工况计算,计算出最大制动(逆转)力矩=1000 Nm。预选液压推杆制动器BYWZ5-400/121 M=1000 Nm折算到低速轴制动力矩: M×i/(1.52)=1000×25/(1.52)=1666612500 Nm式中 M额定制动力矩(1000Nm)I减速比(25)低速轴制动力矩系统逆转力矩 满足要求。后期预选液压盘式制动器SHI 201。、输送机动态计算(后期)根据系统惯性自动计算的满载起制动加速度时间和距离。当电动机直接启动、制动器直接投入,输送机的加减速度为:起动加速度 a= 0.231 m/s <a=0.3 起动时间 t= 10.793s; 制动加速度 a=0 .195 m/s<a=0.3 制动时间 t= 12.809s。3、选型结果输送机主要技术参数如下:输送机代号:DT(A)80100;运 量:Q=285t/h;带 宽:B=800mm;带 速:V=2.5m/s;机 长:L= 380(后期1100)m;整芯阻燃运输带:PVG680/1×800 800m(后期2250); 电动机:YB355M-4 N=132kW V=660V 一台;减速机:B3SH10 +风扇+逆止器 i=25 一台;电液推杆制动器:BYWZ5-400/121 M=1000Nm 一台;液压拉紧装置: ZYL400(DYL-4/80) 一台。二、辅助运输设备选型根据矿井工艺布置,井下辅助运输设备选用KWGP型无极绳牵引连续牵引车。(一)9号煤辅助运输设备选型1、设计依据(1)运输距离:L=1514m;(2)巷道倾角:2°5°;(3)工作制度:330d/a、16h/d;(4)最大班运输量矸石:35车/班;材料、砂石、 水泥:15车/班;设备:6车/班;其它:5车/班;(5)1t矿车型号:MGC1.16;自重:Qz=610 kg;载重量:Q=1700 kg(6)最大件重量:Q大16000 kg;(7)平板车(18t):自重QP=900kg。2、设备选型牵引力计算(1)运输一个最大件时:F大(Qp +Q大+Q牵)(sin°+0.01cos°)+2qRL37.4kN(2)运输矿车时(每次运输9辆矸石车)F矸n(Q +QZ)+Q牵(sin°+0.01cos°)+2qRL40.7kN为了便于管理,该采区同样选择KWGP90600J型无极绳连续牵引车,其主要技术参数为:额定牵引力(kN) : 90; 运行速度(m/s) :0.6/1.2; 电动机功率(kW ) :65/132。3、钢丝绳选择钢丝绳选用24NAT6×19S+FC1570钢丝绳,其主要参数为:直 径:dk=24 mm;单位重量:pk=1.14kg/m;抗拉强度:=1570 Mpa;钢丝绳破断拉力:Qp=298kN;钢丝破断拉力系数:k=1.134。4、钢丝绳安全性能验算煤矿安全规程规定所需钢丝绳安全系数为3.5。所选钢丝绳安全系数:m=6.66>3.5。5、功率验算实际所需电动机功率为:NkFV/68.44 kW <132kW。6、运输能力计算一次运输循环时间:T=2(L/v+)=2754s。其最大班运输时间为6.12 h<7h,符合运输要求。最大班辅助运输作业时间平衡表见表334。最大班辅助运输作业时间平衡表 表334项 目单 位每 班数 量每 次提升量每 班提升次数运输循环时间(s)每班提升时间(min)备注矸 石车/班35942754183.57设 备车/班632275491.77其 它车/班551275445.89富裕次数1275445.89材 料车/班15与运输矸石车时重合计算合 计367.14h6.12(二)15煤辅助运输设备选型1、设计依据(1)运输距离:L=1268m;(2)巷道倾角:3°15°;(3)工作制度:330d/a、16h/d ;(4)最大班运输量矸石:35车/班;材料、砂石、 水泥:15车/班;设备:6车/班;其它:5车/班;(5)1t矿车型号:MGC1.16; 自重:Qz=610 kg;载重量:Q=1700 kg;(6)最大件重量:Q大16000 kg;(7)平板车(18t):自重QP=900kg。2、设备选型牵引力计算(1)运输一个最大件时:F大(Qp +Q大+Q牵)(sin°+0.01cos°)+2qRL69.4kN(2)运输矿车时(每次运输8辆矸石车)F矸n(Q +QZ)+Q牵(sin°+0.01cos°)+2qRL71.8kN选择KWGP90600J型无极绳连续牵引车,其主要技术参数为:额定牵引力(kN) : 90; 运行速度(m/s) :0.6/1.2 ;电动机功率(kW ) :65/132。3、钢丝绳选择钢丝绳选用24NAT6×19S+FC1570钢丝绳,其主要参数为:直 径:dk=24 mm;单位重量:pk=1.14kg/m;抗拉强度:=1570 Mpa;钢丝绳破断拉力:Qp=298kN;钢丝破断拉力系数:k=1.134。4、钢丝绳安全性能验算煤矿安全规程规定所需钢丝绳安全系数为3.73。所选钢丝绳安全系数:m=4.13>3.73。5、功率验算实际所需电动机功率为:NkFV/120.6kW <132kW。6、运输能力计算一次运输循环时间:T=2(L/v+)=2314s。其最大班运输时间为5.8 h<7h,符合运输要求。最大班辅助运输作业时间平衡表见表335。最大班辅助运输作业时间平衡表 表335项 目单 位每 班数 量 每 次提升量每 班提升次数运输循环时间(s)每班提升时间(min)备注矸 石车/班35852314192.85设 备车/班632231477.14其 它车/班551231438.57富裕次数1231438.57材 料车/班15与运输矸石车时重合计算合 计 347.14h5.78