第五章 矿山机械.docx
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第五章矿山机械
第五章矿山机械
5.1辅助盲竖井提升系统
5.1.1设计条件
根据松湖铁矿采矿条件,矿山分露天和地下开采两部分,地下开采采用平硐溜井+辅助竖井的开拓方式,辅助竖井的提升系统只负责矿山人员、材料与小型设备的提升任务。
矿山规模3334t/d(100万t/a),矿石体重:
4.08t/m3,松散系数均为1.5,岩石体重:
2.75t/m3,松散系数为1.5。
矿山工作制度:
年300天,每天3班,每班8h。
5.1.2辅助盲竖井提升系统
矿山辅助竖井提升范围从2360m主运输平硐到2700m平硐,最大提升高度340m,考虑到提升系统的井底过卷距离和井底水窝深度,辅助竖井井深约358m,净直径φ4.5m。
由于受矿山场地的制约,采矿生产人员的生活场地布置在2360m的平硐口外,人员从2360m主运输平硐到辅助竖井提升点的距离接近1500m,因此,本次设计采用人车从2360m主运输平硐口运送人员到辅助竖井提升点。
选用的人车一次运送15人,运送平均速度<3.583m/s,轨距762mm。
辅助竖井井筒内装备一套3#单绳单层罐笼与1200×400mm单绳平衡锤互为平衡的缠绕提升系统,该罐笼一次提升15人,与人车的一次运送人员数相吻合。
运送的短材料直接放进罐笼,长材料从罐笼顶部插人后慢速提升,设计提升系统按提人员的工况进行,同时要求提材料的重量不超过3000kg。
该竖井为盲竖井,罐笼和平衡锤的导向建议采用木罐道,提升机布置在2700m水平的提升机硐室里。
5.1.2.1提升机选型设计
提升设备选型计算见表5-1。
表5-1提升设备选型计算表
项目
计算内容
单位
计算结果
提升区间
m
2700~2360
最大提升高度
H
m
340
提升任务
最大班下井人员
位
70
罐笼一次提升量
15人
提升方式
罐笼与平衡锤互为平衡
提升容器
罐笼
底板面积
mm2
2200×1350
自重
kg
3800
最大载量
kg
4200
平衡
锤
规格
1200×400
自重
kg
4360
最大载量
kg
-----
钢丝绳长
提升绳
m/根
~420
提升绳
规格
6×19S+FC
数量
根
2
直径
mm
Ф30
每米质量
kg/m
3.32
抗拉强度
Mpa
1670
最小破断拉力
KN
602.144/根
最大静张力
提人员下平衡锤T1
kN
59.78
提材料下平衡锤T1
kN
78.17
最大静张力差
提人员下平衡锤
T’1–T2
kN
16.62
钢丝绳安全系数
m
提人10.07
提材料7.7
提升速度
v
m/s
4.61
提升机
型号
--
2JK-3/20单绳缠绕式提升机
减速比
--
20
初算电机功率
N
kW
122
预选电机
型号
--
YR400-10
功率
kW
160
电机转速
rpm
587
电压
V
660
根据《金属非金属矿山安全规程》,单绳混合提升,升降人员时,钢丝绳安全系数≥9,本设计升降人员时,钢丝绳安全系数为10.07,符合要求;升降物料时,钢丝绳安全系数≥7.5,本设计升降物料时,钢丝绳安全系数为7.7,符合要求。
地下提升装置,天轮和提升机卷筒直径为3m>60ds=1.8m,符合要求。
该竖井是盲竖井,提升系统的天轮的安装不需要井架的支撑,直接把井筒从2700m平硐往上延伸,天轮架设在延伸的井筒上即可。
根据罐笼的高度6.2m(全高)、提升天轮的直径3m和提升速度4.61m/s,天轮安装高度13.5m已经够了(其中提升容器的过卷高度为6m),为了让天轮有安装和检修的空间,需要井筒从2700m平硐往上延伸17m。
提升系统所选择的2JK-3/20型单绳缠绕式提升机能承受的最大静张力为127.53KN,大于实际能产生的最大静张力78.17KN;能承受的最大静张力差为78.4KN,大于实际能产生的最大静张力差16.62KN。
5.1.2.2提升运动学计算见表5-2。
(按三阶段计算)
表5-2提升运动学计算表
项目
单位
计算结果
提人员
提升高度
m
340
最大提升速度
m/s
4.61
加速度
m/s2
a1=0.6
减速度
m/s2
a3=0.6
加速运行时间
s
t1=7.68
减速运行时间
s
t3=7.68
加速运行距离
m
h1=17.7
减速运行距离
m
h3=17.7
等速运行距离
m
h2=304.6
等速运行时间
s
t2=66.1
一次提升运行时间
s
T1=81.46
停歇时间
s
38
一次提升全时间
s
T=238.92
小时提升次数
次/h
15
最大班升降人员时间为[1.5×70/15]×238.92/60=27.8(min)
5.1.2.3提升速度图见图1
图1
5.1.2.4核算钢丝绳在卷筒上的缠绕层数
该提升系统为新设计,有人员上下,宜单层缠绕。
按单层缠绕:
B=(H+Ls+nmπDj)(ds+ε)/(πDj)
=(340+25+3×3.14×3)×(30+3)/(3.14×3)
=1378mm
实验绳长度取25m,留在卷筒上的摩擦圈数取3圈,钢绳两圈的间隙3mm。
本提升系统所选提升机的直径为Φ3m,卷筒宽度为1.5m,满足提升钢绳在卷筒上单层缠绕要求。
5.1.2.5提升动力学计算
见表5-3。
表5-3提升动力学计算表
项目
计算公式
单位
计算结果
提人员下平衡锤
有效装载量
Q
kg
1125
罐笼质量
Qg
kg
3800
平衡锤质量
Qc
kg
4360
两根钢丝绳质量
2PLs
kg
2789
提升机转动部分变位质量
mj
kg
27940
天轮变位质量
2mt
kg
1562
电机变位质量
md
773
变位质量总和
∑Mi
kg
42349
t1阶段开始
F1=9.81(KQ+PsH)+∑Ma1
kN
43.12
t1阶段终了
F1’=9.81[KQ+Ps(H-2h1)]+∑Ma1
kN
41.97
t2阶段开始
F2=9.81[KQ+Ps(H-2h1)]
kN
16.57
t2阶段终了
F2’=9.81{KQ+Ps[H-2(h1+h2)]}
kN
-3.27
t3阶段开始
F3=9.81{KQ+Ps[H-2(h1+h2)]}-∑Ma3
kN
-28.67
t3阶段终了
F3’=9.81(KQ-PsH)-∑Ma3
kN
-29.82
等效时间
Tx=(t1+t3)/2+t2+θ/3
S
86.45
等效力
kN
17.2
等效功率
kW
93.3
电机额定功率
kW
160
电机额定出力
kN
29.5
过载
系数
1.46
所选电动机的过载系数=2.21,允许过载值0.85×2.21=1.88>实际1.46。
在更换水平或调节绳长时的特殊作用力:
Fs=K(Qg+PsH)g=1.2(3800+3.32×340)g=58.02KN
Fs/Fe=1.967<0.9λ=1.99
所选电动机满足提升要求。
在这里,为安全起见,重选YR400-10型的185kw的电动机。
5.1.2.6提升力图见图2
图2
根据上述计算,辅助盲竖井提升系统选用2JK-3/20型单绳缠绕式提升机,选用电动机型号为YR400-10型交流电动机,IP44技术,电动机功率N=185kW,电机转速n=588r/min。
电压U=0.66kV。
提升容器为3#单绳单层罐笼与1200×400mm单绳平衡锤。
提升绳为直径30mm的圆股钢丝绳,采用木罐道。
5.2坑内及地表运输
5.2.1坑内运输
本矿山分两部分运输,一个是生产中段2700m(含露天的矿石)、2580m、2460m的运输,一个是2360m主平硐运输。
生产中段运输矿石和废石,主要运输任务包括:
矿石3334t/d,少量的废石。
中段的运输为向平硐口3‰的重车下坡方式。
废石采用YFC0.7-7型翻转式矿车运输,该矿车一次有效废石装载量:
Q=CmγV
=2750×0.7×0.85/1.5
=1091(Kg)
矿石采用YCC4-7型侧卸式矿车运输,矿车一次有效矿石装载量:
Q=CmγV
=4080×4×0.85/1.5
=9248(Kg)
2360m主运输平硐和各生产中段的运输采用有轨运输,线路铺设30kg/m的钢轨,6号道岔,762mm轨距。
(1)按重列车平坡无弯道起动条件计算机车牵引质量
14t架线式电机车单机牵引YCC4-7型侧卸式矿车时
Qsh=2[1000фgp-p(ωjq+ωqf)]/(ω1q+ωqf)=154.7t
(2)按重车下坡制动条件计算机车牵引质量
14t架线式电机车单机牵引YCC4-7型侧卸式矿车时
Qzh=2[Bz+Pz(ωj+ωza)]/(ωza-ω1)=282t
(3)按满足电动机温升条件简便计算机车牵引质量
14t架线式电机车单机牵引YCC4-7型侧卸式矿车时
Qzh=2[Bz+Pz(ωj+ωza)]/(ωza-ω1)=187t
因此各生产中段的矿石运输列车由一台ZK14-7/550-5C型架线式电机车单机牵引8辆YCC4-7型,4m3侧卸式矿车组成。
每列车有效装载量矿石为74t,一列车长度36.1m。
采用折返式运输线路,最大运距为900m,列车将矿石运到矿石主溜井通过卸载曲轨下放到2360m。
生产中段废石非常少,采用人工推运YFC0.7-7型,0.7m3翻转式矿车,折返式运输线路,最大运距为1000m,矿车将废石运到所在中段的平硐口通过人工翻卸到平硐口堆放。
2360m主运输平硐只运输上面中段下放的矿石,矿石运输列车由一台ZK14-7/550-5C型架线式电机车单机牵引8辆YCC4-7型,4m3侧卸式矿车组成。
采用折返式运输线路,最大运距为1400m,列车将矿石运到平硐口通过卸载曲轨卸载进入平硐口附近200m3的矿仓。
矿石通过溜井下部的振动放矿机入车,下放矿石的振动放矿机的生产能力为>1000t/h,,型号:
FZC-3.5/1.4-7.5;下放废石采用放矿闸门。
坑内运输工作制度为每年300天,每天3班,每班8小时。
实际每班的运输时间按5.5小时计算。
每班同时工作的列车组计算见5-4。
表5-4同时工作列车组计算表
项目
计算公式
单位
矿石
最大运距
L
m
1400
运量
Q
t/d
3334
电机车速度
v
m/s
3.583
电机车型号
ZK14-7/550-5C
矿车型号
YCC4-7
矿车有效载量
q
t
9.248
列车有效载量
n×q
t
74
列车往返时间
t1=2L/v
s
782
装车时间
t2
s
450
卸车时间
t3=L列/v’
s
100
意外耽搁等停时间
t4
s
720
循环一次总时间
s
2052
列车台班运次
次
9.65
列车台班运量
t/班
714
列车每班工作台数
列
1.87
在同一运输中段,两列矿石列车同时工作,全矿同时有四列矿石列车同时工作。
5.2.2地表运输
2360m主运输平硐口200m3的矿仓下部安装汽车用悬吊式振动放矿机,型号:
DZF3.5×1.2-12°/7.5振动电机功率为7.5kW,由该振动放矿机将矿石装入汽车运到选厂。
5.3压气设施
5.3.1设计依据
表5-5矿山井下采矿生产设备用气量统计表
序号
用气设备型号
同时工作台数
单台耗气量(m3/m)
总耗气量(m3/m)
1
YT-27或7655
4
3.2
12.8
2
天井掘机
2
14
28
BQ-100型装药器
3
5
15
3
ZPG转子Ⅱ型混凝土喷射机
2
10
20
合计
75.8
5.3.2压气量计算
井下采矿生产全矿最大耗气量:
Q=1.05KGKLKxKT
Kmniqi
=1.05×1.33×1.15×1.01×0.95×1.13×75.8
=132m3/min
式中:
KG高原修正系数,取1.33;
KL管网漏气系数,取1.15;
KX压缩机阻力系数,取1.01;
KT气动设备同时工作系数,取0.95;
Km气动工具磨损系数,取1.13。
5.3.3压气机的选择及管网
根据上述计算结果,本次设计选用五台柳州富达机械有限公司的型号LU200-8.5的螺杆式风冷空压机,四台工作,一台备用。
该型空压机Q=34.2m3/min,P=0.85MPa。
配带的主电动机功率N=200kw。
空压机站建在2360m主运输平硐口附近,空压机站长×宽×高:
37.1m×9m×8m。
根据自空压机站至最远供气点的压力损失不超过0.15MPa的原则计算压气管的内径。
计算结果是压缩空气主管采用Ф219×6的无缝钢管,沿2360m主运输平硐到盲竖井,再到生产中段的平硐,沿生产平硐铺设到支巷,再采用Ф159×4.5的无缝钢管铺设到采场。
5.4坑内供、排水
5.4.1坑内供水设施
矿山井下生产、消防、灭尘用水量为833t/d,要求供水压力为0.3~0.5MPa。
利用矿山附近在2500m标高处的松湖作为矿山的生产用水的水源。
由于采矿需要,生产用水需要供到2820m标高,考虑到采矿使用的凿岩机工作时的使用水压为0.3~0.4Mpa,因此选用两台D46-50/84×8型的多级离心泵安装在松湖旁边,一台工作,一台备用。
水泵扬水至设在约2820m标高处的300m3的生产高位水池。
D46-50/84×8型的多级离心泵流量:
46m3/h,扬程:
400m。
配带的电动机功率:
90kw。
供水主管采用Φ108×6的无缝钢管,沿地表山坡到约2820m标高处的300m3的生产高位水池,从高位水池用Φ108×6的无缝钢管引水到采场。
5.4.2坑内排水设施
从各个平硐自流到地表。
5.5通风设施
根据采矿专业条件,矿山通风比较复杂,对矿机专业来说,根据开采顺序,简化后可分两部分采用抽出式机械通风方式。
第一部分,在2700m中段以上开采时,2700m平硐和2360m平硐进风,2820m平硐和2700m平硐西侧回风。
在2820m平硐口设主扇,2700~2820m系统通风回路所需总风量36m3/s,负压为382Pa。
风机的计算风量Qj=40m3/s,
风机的计算风压Hj=615Pa,
风机工作网路的计算风阻Rj=0.3844Pa.s2.m-6
通过计算,作通风的风阻曲线,按在风机的静压特性曲线峰点的右侧确定工况点的原则,选用一台K40-6-№.17型风机安装在2820m平硐口中。
在上部开采时,矿石下放到2360m水平,形成2700~2360m系统。
在2700m平硐西侧口设主扇,该通风回路所需总风量20m3/s,负压为757Pa。
风机的计算风量Qj=22m3/s,
风机的计算风压Hj=994Pa,
风机工作网路的计算风阻Rj=2.05Pa.s2.m-6
通过计算,作通风的风阻曲线,按在风机的静压特性曲线峰点的右侧确定工况点的原则,选用一台K40-4-№.12型风机安装在2700m平硐西侧口中。
第二部分,在2700m中段以下开采时,2360m平硐以及生产中段进风,2700m平硐西侧回风。
在2700m平硐西侧口设主扇,该通风回路所需总风量160m3/s,负压为1047~1274Pa。
风机的计算风量Qj=176m3/s,
风机的计算风压Hj=1636Pa,
风机工作网路的计算风阻Rj=0.0528Pa.s2.m-6
通过计算,矿山需要两台风机并联通风,平均分配风量,作通风的风阻曲线,按在风机的静压特性曲线峰点的右侧确定工况点的原则,选用两台DK40-6-№.21型风机并排安装在2700m平硐西侧口中。
通过计算,联合运转工况点为(90,1450)。
所选的三台主扇均为K型风机,该型风机能反转返风,返风效率不低于60%,因此矿山不再设返风装置。
所选的风机都安装在各自平硐口边的硐室里,平硐口加装风门,设专用风道通往安装风机的硐室。
不同型号的风机都备用一台与自身相同的电动机。
安装风机的硐室都设测量风压、风量、电流、电压和轴承温度的仪表。
本设计的各进风中段为了保证冬季2℃以上的进风温度,在进风口均设有热变换器,确保进风温度质量。
5.6坑内机修
在矿山的生产中段依开采顺序分别设坑内机修硐室,主要担负矿车、电机车和出矿设备的日常维修工作。
前期在2360m主运输平硐和2700m平硐设坑内机修硐室,主要担负矿车、电机车的日常维修工作。
两个硐室内设置的主要设备有:
摇臂钻床,手电钻,砂轮机,电焊机,氢氧焊割机等。
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