XXX矿主井绞车选型设计 毕业设计.doc

xxx矿主井绞车选型设计学校：河北工程大学班级：机电一体化04级指导老师：姓名： 日期： 目 录前言第一章井田概况和地质特征第一节井田概述第二节地质特征第二章井田开拓第一节井田境界及储量第二节矿井设计生产能力及服务年限第三章提升设备选型计算第一节提升容器选择计算第二节提升钢丝绳选择计算第三节提升机和天轮选择计算第四节提升机与井筒相对位置计算第五节提升电动机的初选计算第六节提升系统变位质量计算第七节提升设备的运动学计算第八节提升设备的动力学计算第九节提升电动机容量的计算第十节设备的电耗及效率的计算第四章电动机转子串电阻计算第五章提升机拖动控制系统简介第六章设计参考书第七章谢辞前 言xxx井田位于峰峰矿区南部，与xxx毗邻，井田内上组煤为焦煤。交通方便，开发该井田煤层对矿区生产和接续将起积极作用。为了充分发挥上组煤较丰富的工业储量，矿井设计生产能力45万吨。由于下组煤受澳灰水威胁，水文地质条件尚待进一步查明，本设计遵循地质报告审批意见，将下组煤储量列为暂难利用的表外储量，暂不考虑开采。根据井田地质构造和年设计生产能力，按照煤炭开采的有关技术政策，规程规范，尽量提高矿井采、掘、运等机械水平，提高矿井效率和安全程度，提高资源回收率。本设计的主要内容;矿井年设计能力为45万吨。井田上组煤工业储量为5250.96万吨，可采储量为3210.277万吨。矿井上组煤服务年限51年。采用立井暗斜井开拓方式，工业场地利用原北大峪工业场地。矿井为单水平开拓，水平标高-390m。-3.5m水平为立井和暗斜井的转载水平。矿井采用中央并列抽出式通风系统，并服务于矿井整个生产服务期限内。大巷运输采用7t架线电机车牵引1t矿车，主暗斜井采用8t箕斗和主井采用3t箕斗提煤。原副立井改为回风井，新建副井至-3.5m转载水平，并装备1对1宽1窄罐笼，担负矿井辅助提升。矿井到达设计产量时布置一个生产采区和一个准备采区，装备2个高档工作面和1个普采工作面。矿井地面35kv变电站引自峰峰110kv变电站。矿井媒质优良，对稳定峰峰千万吨矿务局，接续xxx产量下降，可以安排上千名职工的工作，对稳定大局有积极作用。第一章第一节井田概况一、交通位置：xxx井田位于河北省邯郸市西南部，西北距峰峰矿务局10km，行政区属邯郸市峰峰矿区及磁县管辖，地理坐标为1141240-1141430，北纬360229-36245。本井田西部有铁路专线，在临水（新市区）与峰峰矿区环形铁路相连接，经马头车站与京广铁路相连接，临水车站距马头车站20km，此外，公路横贯全区，交通较为方便。二、地形地势该井田位于鼓山东麓，为平缓的丘陵地形，冲沟比较发育。区内西南高，东北低，最高处在赵家庄西南700m处山岗，标高为+205.74m，最低处为滏阳河床，标高为+107.46m。三、地表水系区内水系不发育，固义小溪由大气降水，浅层地下水、矿井水等汇集，由西向东横贯井田。此外，井田北侧外围有海河流域子牙河水系上游的滏阳河从西南向东流过，据1975年6月20日及5月15日的观测流量为62.42m3/s，平均流量11.81m3/s,最高洪水位为+122m左右。四、气象及地震区内为大陆性半干旱气候，最大降雨量为1240.6mm，最小为391.9mm，平均为628.9mm，降水量集中在6月底至9月初，占全年的一半。最大年蒸发量为2229.5mm，最小为1427.5mm，平均为1908.7mm，5-7月最大最高年气温为41.9度，最低为-15.4度，平均为14度左右。冰冻期为每年12月初至两年3月初。最大冻结深度370mm。本区春季多为东南风，夏季风向不定，秋季多为西南风，冬季多为偏北风，最大风速20m/s，最低风速2.6m/s。根据国家地震局地震大队1977年3月15日地签字第030号文件：峰峰矿区地震基本烈度为八度。五、煤田开发史峰峰煤田开发历史悠久，具有几十年的煤炭开采经验。据统计，1989年峰峰矿务局的煤炭主要运销北京、天津、河北、河南省、市的各大钢厂。xxx井田内煤层埋深在350m以下，故无小煤窑开采，东南和东北为梧桐庄和九龙矿，北部有泉头矿，西部有三矿和原北大峪报废矿井。原北大峪矿井位于本井田浅部，以f1断层与本井田为界，设计能力30万吨，立井开拓，主井直径4.5m，副井直径5m，开采水平为+50m，由于地质构造等原因，于1961年7月停产，井筒曾被淹。其南翼构造简单，已划给三矿开采。三矿是在小煤窑的基础上经改扩建后形成的，其井田由二部分组成，一部分为三矿原井田，另一部分为北大峪矿井南翼部分，以f55断层相隔。三矿井田走向长10km，倾斜宽0.7-2km，面积为10.9km2，为立斜井混合式开拓，主井斜长433m，倾角18，副井为立井。开采水平为+70m和-20m。本矿曾利用-20m水平开拓至原北大峪矿主、副井底，形成xxx井田的-3.5m立井和暗斜井的转载水平。第二节地质特征一、地质构造1、煤田地质构造邯邢地区大地质构造位于“祈、吕、贺”山字型构造东翼边缘弧的东侧，太行山隆起带和华北沉降带的过渡地带，区内构造体系比较复杂，以新华夏系构造为主，次为南北向构造，华夏系构造，并有东西向构造，特征如下：（1）、以高角度正断层为主，明显地显示上盘下降拉伸现象，又显示性结构面特征的挤压现象。（2）、具有强烈的继承性，显示了多次构造活动的复杂影响。使本地区断裂构造形迹及其力学性质大为复杂化。（3）、华夏系及南北向构造，二者为同一时期所形成的不同部位的二种构造，北部以华夏系为主，南北为南北构造，构成邯郸地区构造的基本轮廓。（4）、新华夏系广布全区，是在华夏系与南北构造的基础上发展起来的。各种断裂有明显的扭动的痕迹，南北向构造与延伸归并为新华夏系。2、地质构造井田位于鼓山背斜东翼南段，由于受多种构造活动的影响，本地区构造极为复杂。鼓山背斜受新华夏系构造影响在其西翼紧靠部位形成一系列北北向大断层，而在远离这些主干断层的地方，由于压力作用的减弱，在先张后压扭性质的作用下形成一个组成部分，并组成了井田最基本的构造形态和特征，它主要是新华夏系产物，由于南北构造在井田内有所发育，它们之间无形成联系，这一规律对开采有指导意义。井田地层产状主要受吝家沟背斜影响，呈一环形分布，北部地层走向n60w，倾向ne，中部为nne走向，倾向se，南部为n60e走向，倾向se，倾角平缓在1015之间，中部及南部受褶曲影响，走向相对复杂些。二、 煤层及煤质1、煤层本区石炭二叠系煤系地层，包括本溪组、太原组、山西组，总厚度220m，含12-16层，煤层总厚度14.58m，含煤系数6.6，煤层自上向下编号为1号（小煤）、2上（大煤分层）、2号（大煤）、3号（一座）、4号（野青）、5号、5下（山青）、7上、7号（小青）、9上、9号（下架）等煤层。其中全区可采的有2、4、6、8、9号6层。2、煤质井田位于邯邢煤田南段，区域煤种分带呈东西条带状，由南向北逐渐增高。在地层剖面上由上往下逐渐增高，在同一变质带内的同一煤层随埋深的增加，其变质程度略有增高，区域变质特征在井田内表现十分明显，2上至6号煤肥煤，7、8、9号煤为焦煤。从2上至9号煤的挥发分值，总趋势是下降的。煤层含磷量很不稳定，一般在0-0.201间，3号煤层最低，为0.004，其余煤层都大于0.01，5下煤最高达0.057。总之，初期开采的2上、3、4、6号煤均为低硫、低磷、中灰、高挥发分、高发热量之肥煤，5下为中硫、中磷、中灰、高挥发分、高发热量之肥煤。三、沼气、煤尘及煤的自燃1、沼气本井田在地质勘探中，前后共采集45个沼气煤样，采用抚顺煤研所对峰峰矿区研究成果，13-5孔2号煤的ch4自燃成分大于80，属于沼气带，应化为高沼气矿井。本井田-390m开采水平相对涌出量的数值，可根据临近的三个矿井沼气梯度推算本矿沼气相对涌出量。精查地质报告对本井田沼气涌出量问题认为：各煤层沼气含量有一定差异，以2号煤最高，4、6号煤最低，井田内沼气含量，随赋存深度增加，并无明显递增现象，但本井田内由南往北存在逐渐增高趋势，因此本矿井为高沼气矿井。峰峰矿务局在峰煤基（1990）519文关于呈报河北省峰峰矿务局吝家沟矿井设计 计划任务书中（附录三），按邻近原北大峪矿井开采时沼气涌出梯度推算，本区390 m水平相对沼气涌出量为22m3/t。d。设计认为按原北大峪矿沼气梯度推算本区沼气涌出量可以作为设计依据，但希生产中主意其变化并随时调整矿井通风设施。2.煤尘经测定，本井田2号煤层各侧点均有爆炸性，因此，各煤层均按有爆炸危险考虑。3.煤的自燃本区煤有较强的自燃倾向。四、水文地质1、含水层井田内含水层由上而下有第四系砂砾石、上第三系砂砾岩、石千峰组下段砂岩、下石盒子组砂岩、山西组砂岩、太原统薄层灰岩、奥陶系灰岩等。共7个含水层组，其中对矿井开采有直接影响的为下石盒子组一段砂岩、山西组砂岩、野青灰岩、山伏青灰岩、大青灰岩、奥陶系灰岩。太原组各层灰岩之中，随着埋深的增加富水性显著减弱。井田内各含水层的水量、水位、水质等，在正常情况下，各含水层之间无水力联系。2、断层导水性区内构造复杂、断层密集，但根据钻孔过断层情况看，断层中多为泥质胶结，断层泥、胶结的角砾岩被方解石填充，富水性及导水性均弱。石门穿过断层时可能水量不大，但是矿井开采揭露断层后，岩层将失去平衡状态，断层带可能失去隔水性。因此，断层必须留有保安煤柱，在过断层前，要施工超前钻孔，以防突水事故发生。3、矿井涌水量矿井涌水主要来源为各含水层地下水，开采2号煤初期主要为顶板砂岩水，后期，由于顶板塌陷，将为石盒子组底部砂岩水，开采4号煤层时，有一定数量的野青灰岩水，开采6号煤层时，充水主要来源为山伏青灰岩水，同时也应注意下伏近50个大气压的大青灰岩水，为安全起见，可提前疏干降压。矿井涌水量预计见表：煤层上部煤层采面位置顶板塌陷2煤4煤6煤疏平大青山合计正常涌水量3.251.857.4412.54最大涌水量2.943.622.208.907.8025.46由于矿井实际开采水平为-390m，与-400m相近，本设计根据中国统配煤矿总公司河北分公司（90）中煤冀计字第92号文意见，矿井按正常涌水量为12.54m3/min，最大涌水量为25.46m3/min五、其它有益矿物与煤共生的稀散元素测定了镓和鍺，含量十分低，均达不到工业品位。第二章井田开拓第一节井田境界及储量一、井田境界本井田北部以f29断层与泉头扩大区为界，南以f26断层与梧桐庄井田向对应，西以f1断层与北大峪井田相隔，东北以f8断层与九龙口井田分界。二、储量计算（一）、储量计算依据1、各煤层储量计算均依据xxx井田地质勘探精查报告提供的煤层底板等高线及储量计算图计算。2、设计利用储量的煤层为上组煤的2上、2、3、4、5下、6号煤层共6层，下组煤7、8、9煤层为暂难利用储量，本次设计不予利用。3、利用储量计算原则：按规范要求，最低可采厚度为0.6m，原煤干燥灰分低于40。4、各煤层容重：煤层容重表 单位：t/m3煤号2上2345下6789牌号肥煤肥煤肥煤肥煤肥煤肥煤焦煤焦煤焦煤容重1.451.401.331.401.461.351.401.401.365、煤层平缓，倾角在10-15以下，利用水平投影面积。6、计算方法：地质块段法块段面积*容重*平均煤厚块段储量（二）、可采储量1、可采储量计算公式：矿井可采储量（工业储量永久煤柱量）*采区回采率。矿井可采储量：矿井共有可采储量32102.77kt，其中：2号煤可采储量为16070.18kt，占50。第二节矿井生产能力及服务年限一、矿井工作制度矿井工作日为300d，每天三班作业，两班生产，一班准备，每天净提升时间为14h。二、矿井设计生产能力及服务年限矿井上组煤可采储量32102.77kt，从可采储量上看具备建设0.3mt和0.45mt矿井的条件，据此，设计对这两种井型进行比较分析如下：1、本矿上组煤为肥煤，是国家紧缺的优质炼焦配煤，为满足国家需求，应尽量加大开发强度。2、井田内上组共有6层可采煤层，其中2号主采煤层厚度1.0610.36m，平均厚度3.31m，可采储量占50，适宜采用高档普采。其余5层煤较薄，但也能采用机械化开采，由于吝家沟井田内断层构造复杂，沼气涌出量较大，全矿以12个采区和23个回采工作同时生产较为有利，即矿井设计生产能力可以达至0.45mt/a。3、矿井涌水量大，尤为高沼气矿井，井型较小，矿井生产成本较高。4、井型0.45mt时，矿井服务年限51a，较为合适，若0.30mt井型，矿井服务年限达76a。况且下组煤50年后将可能开采。（二）、矿井服务年限矿井服务年限矿井可采储量/（矿井设计生产能力*储量备用系数）3210.277/（45*1.4）51a。第三章提升设备选择计算第一节提升容器选择计算1、提升高度：hhx+hs+hz式中：hx为卸载水平与井口高差，简称卸载高度20.9米hs为矿井深度，164.5米hz为装载水平与井下运输水平的高差，简称装载高度+8.4米代入数值：h164.5+20.9-8.4177米2、经济提升速度为：vj0.40.413.3=5.3m/s3、根据经济提升速度，估算一次提升循环时间（按照五阶段速度图估算）tj（vj/a）+（h/vj）+u+式中：a为提升加速度为0.8m/s2u为提升容器爬行阶段附加时间为10s为提升休止时间为8s代人数值：（5.3/0.8）+(177/5.3)+10+8=58s4、一次合理经济提升量为：mj=（ancaftj）/（3600brt）式中：an为矿井年产量，为450000tc为提升不均衡系数，本矿井底有煤仓取1.15af为提升能力富裕系数选1.2 tj为估算一次提升时间br为设备年工作天数300d t为设备日工作小时数取14h代入数值：（4500001.151.258）/（360030014）2.4t根据箕斗规格表选jl-3型箕斗，该箕斗的有效容积为3.3m3。5、一次提升循环所需要的时间为：tx（3600brtm）/（canaf）式中：m为所选箕斗的一次提升实际载货量，其值为箕斗的容积与载货密度的乘积，3.310.85（装载系数）2.8t代入数值：（3600300142.8）/（1.154500001.2）68.1s6、所需提升机的速度为：vmatx（u） a2tx（u）24ah2代入数值：0.868.1（108） 0.8268.1（108）240.817724m/s根据提升机选择表选2jk-2.5/20型提升机，该提升机滚筒个数2个，直径为2.5m，减速机速比为i20，钢丝绳最大静张力90000n，静张力差55000n,钢丝绳直径为31mm，最大提升速度为4.7m/s。第二节提升钢丝绳选择计算1、 钢丝绳端荷重计算：qd=qc+qk317128005971kg式中：qc为提升容器自重 qk为载重量2、钢丝绳悬垂长度：hc=hshz+hj164.5+8.4+32204.9m3、钢丝绳每米重量：pkqd/（1.1b）/m-hc式中：b为抗拉强度 m为钢丝绳安全系数6.55971/（1.114000）/6.5-204.9=2.759kg/m选用630-31-140-光-右同型钢丝绳，单位重量3.728 kg/m，抗拉强度140 kg/m2，钢丝绳破断力qq为52700 kgf4、钢丝绳安全系数验算mqq/（qdpkhc）52700/(5971+3.728204.9)=7.87.86.5，符合规程要求。第三节矿井提升机和天轮选择计算1、提升机滚筒直径的确定：d80d式中：d为钢丝绳直径d8031d2480所以选择2jk-2.5/20型提升机，该提升机滚筒个数2个，直径为2.5m，滚筒宽度1.2m，减速机速比为i20，钢丝绳最大静张力90000n，静张力差55000n,钢丝绳直径为31mm，最大提升速度为4.7m/s。2、提升机的最大静涨力和最大静涨力差的计算fjmaxq+qz+ph59710+3.728204.967348.6n67348.690000，符合要求fcamx=q+ph=28000+3.728204.9=28763.8n28763.855000,符合要求3、提升机滚筒宽度验算：b=（h+30）/(d)+3(d+)式中：为钢丝绳在滚筒上的间隙取3mm代人数值：（175+30）/(3.142.5)+3(31+3)989.9mm，符合要求。提升机的标准速度为4.7m/s，减速机的速比为i204、天轮的选择：dt80ddt8031dt2480mm选择tsg2500/17型天轮，名义直径2500mm，线槽半径20mm，变位质量550kg，自身重量1512kg第四节矿井提升机与井筒相对位置计算1、井架高度：hjhx+hr+hg+0.75rt式中：hx为卸载高度20.9mhr为容器全高7.78mhg为过卷高度4mrt为天轮半径1.25m代人数值：20.9+7.78+4+0.751.2533.6m，取值34m2、滚筒中心线至井筒中提升钢丝绳间水平距离：lsmin0.6hj+3.5+d代入数值：0.634+3.5+2.526.4m3、钢丝绳弦长：lx(hj-c0)2+ls-(dt/2)2c0为滚筒中心线与井口水平的高差取2m代入数值：(34-2)2+26.4-(2.5/2)241.49m4、钢丝绳的外偏角和内偏角最大外偏角： b- (s-a)/2-3(d+) a1arcan lx式中：b为滚筒宽度1.2ms为两天轮间距1.83ma为两滚筒之间的间隙取1.35-1.20.15d为钢丝绳直径0.031m为钢丝绳间隙取0.003m代入数值： 1.2- (1.83-0.15)/2-3(0.031+0.003) a1arcan 41.8750.35最大内偏角： (s-a)/2-b- (h+30)/ d+3-3(d+) a2arcan lx代入数值： (1.83-0.15)/2- 1.2- (175+30)/3.142.5+3-3(0.031+0.003) a2arcan 41.8750.8595、提升机滚筒的下出绳角=arctan （hj-co）/（ls-rt）+arcsin（dt+d）/2lx（35-2）/（27-1.25）+（2.5+2.5）/241.4953.3第五节提升电动机初选计算1、电动机的估算功率：n（kqvm）/1000j 式中：n为提升电动机估算功率k为矿井阻力系数取1.15q为一次提升载货重力，为mg28001028000nvm为提升机的标准速度j为减速机传动效率取0.85为提升系统运转时，加、减速度及钢丝绳重力影响系数取1.4代入数值：（1.15280004.7）/（10000.85）1.4249.2kw2、电动机的估算转数n60vmi/d式中：i为减速机的传动比取20d为滚筒直径代入数值：（604.720）/（3.142.5）718r/min根据以上数值选择jr14108电动机，额定功率为280kw，转速为736 r/min。3、提升机的实际最大提升速度vm（dne）/（60i）式中：ne为选择电动机的额定转数取736r/min代入数值：（3.142.5736）/（6020）4.8m/s4、最大提升速度验算：vm0.64.80.64.87.9以上选择符合煤矿安全规程的要求。第六节提升系统变位质量计算1、变位质量的计算（1）、直线运动部位的变位质量为：mlm2mz2mplp式中：lp为一根钢丝绳总长度lphc+lx+3d+30hc为钢丝绳的垂悬长度204.9mlx为钢丝绳弦长41.49m3d为三圈摩擦绳的长度33.142.523.55m代入数值：204.9+41.49+23.55+30299.94m上式带入数值：2800+（23171）+（23.728299.94）11378.35kg（2）、提升机的变位质量为11500kg（3）、天轮的变位质量为550kg（4）、电动机转子的变位质量为：md（gd2）d/g（i2/d2）式中：gd2d为电动机的飞轮转矩1800n.m2d为提升机滚筒直径2.5m代入上式：1800/9.8（202/2.52）11754.88kg总变位质量为：mml+2mt+mj+md11378.35+1100+11500+11754.8835733.23kg总变位重量为：m/g35733.23/9.8350185.654 kg.s2/m第七节提升设备运动学计算1、 箕斗提升初加速度的确定：a0v02/2h0式中：h0为箕斗的卸载曲轨行程取2.35mv02为限制规定速度1.5m/s代入数值：a01.52/22.35a00.48 m/s2所以箕斗的提升加速度为0.5 m/s22、主加速度a1的确定（1）、按照煤矿安全规程规定对竖井提升加减速度的限制：对升降物料的加减速度最大不超过1.2m/s2（2）、按电动机过负荷系数确定：a1（0.75fe-kq-ph）/m式中：为电动机过负荷系数取2.1fe为电动机的额定出力为：（1000nej）/（vm）本式中ne为电动机额定功率取280kwj为传动效率取0.85 vm为提升机的最大速度取4.8m/s上式为（10002800.85）/4.849583.3nk为矿井阻力系数取1.15q为一次提升载货重力mg28001028000np为钢丝绳每米重量取3.728m/kgh为提升高度取175m代入数值：a1（0.752.149583.3）-（1.1528000）-（3.72817710）/35733.23a11m/s2（3）、按减速机允许输出传动转矩来确定a1（2mmax/d-（kq+ph）/(m-md)式中：mmax为减速机输出最大允许转矩105000n.md为滚筒直径取2.5m代入数值：a1（2105000/2.5）-（1.1527440+3.72810175）/(35733.23-11754.88)a11.88m/s2综合考虑上述三个条件，确定主加速度a1为1m/s23、提升减速度a3的确定采用自由滑行减速方式，电动机已从电网断开，拖动力为0，所以减速度a3hkq-p(h-2h3)/m式中：h3为减速段的行程取30m代入数值：1.1528000-3.72810(177-240)/35733.230.8m/s24、速度图参数的计算卸载曲轨中初加速时间：t0v0/a01.5/0.53s箕斗在卸载曲轨内的行程为：h02.35m主加速时间t1（vm-v0）/a1（4.8-1.5）/13.3m/s主加速行程h1（vm+v0）/2t1（4.8+1.5）/23.310.4m主减速段时间t3(vm-v4)/a3（4.8-0.5）/0.85.37m/s主减速行程h3（vm+v4）/2t3（4.8+0.5）/25.3714.2m爬行时间t4h4/v42.5/0.55m/s爬行行程h45m抱闸停车时间t5定为1s，行程很小，减速度a5一般为1m/s2等速段的行程h2h-h0-h1-h3-h4177-2.35-10.4-14.2-5145m等速段的时间t2h2/vm145/4.830m/s一次提升循环时间txt0+t1+t2+t3+t4+t5+3+3.3+30+5.37+5+1+855.67s提升时间符合预计时间。5、设备的小时提升能力为as（3600/tx）m（3600/56）2.8180t6、设备的年提升能力为anbrtas/c（30014180）/1.15657391.3t7、提升能力富裕系数afan/an657391.3/4500001.46第八节提升设备动力学计算提升开始时，x0，aa0，故拖动力f0为f0kq+ph+ma0（1.1528000）+（3.72817710）+（35733.230.5）56665.2n出曲轨xh，aa0拖动力f0f0f0-2ph056665.2-（23.7282.35）56647.7n主加速开始，xh0，aa1，拖动力f1为f1f0+m（a1- a0）56647.7+35733.23（1-0.5）74514.3n主加速阶段终了，xh0+h1，aa1，拖动力f1为f1f1-2ph174514.3-（23.72810.4）74436.8n等速阶段开始，xh0+h1，a0，拖动力f2为f2f1ma174436.8-（35733.231）38703.6n等速阶段终了，xh0+h1+h2，a0，拖动力f2为f2f22ph238703.6-23.72814537622.5n减速阶段开始，xh0+h1+h2，a-a3，拖动力f3为f3f2-ma337622.5-（35733.230.8）9035.9n减速阶段终了，xh0+h1+h2+h3，a-a3，拖动力f3为f3f3-2ph39035.9-23.72814.28930n爬行阶段开始，xh0+h1+h2+h3，a0，拖动力f4为f4f3+ma38930+（35733.230.8）37516.6n爬行阶段终了，xh，a0，拖动力f4为f4f4-2ph437516.6-23.728537479.3n第九节提升电动机容量的计算1、等效容量计算0tf2dt（f02+f02）/2t0+（f12+f12）/2t1+（f22+ f2f2+ f22）/3t2+ （f42+f42）/2t4代入数值0tf2dt（56665.22+56647.72）/23+（74514.32+74436.82）/23.3+（38703.62+ 38703.637622.5+ 37622.52）/330+ （37516.62+37479.32）/25=7.8481010电动机的等效时间为tda（t0+t1 +t3+t4+t5）+t2+式中：a为电动机在低速运转时的散热不良系数取1/2为停车间歇时间的散热不良系数取1/3为休止时间取8代入数值：1/2（3+3.3+5.37+5+1）+30+1/3841.2s电动机的等效容量为nd（vm/1000j）0tf2dt/td式中：vm为提升机的最大速度取4.8m/sj为提升减速机的效率取0.85代入数值：（4.8/10000.85）7.8481010/41.2246.22、电动机容量的验算（1）、正常运行中电动机过负荷能力应满足fmax/fe0.75式中：fmax为力图中最大的拖动力取74514.3fe为初选电动机的额定出力取49583.3为电动机的过负荷系数取2.174514.3/49583.30.752.11.51.5（2）、按电动机允许发热条件应满足ndnene 为电动机的额定功率246.2280（3）、在特殊过负荷力，电动机过负荷能力应满足ft/fe0.9式中： ft是在更换水平或调节绳长是，打开离合器而单独提升容器时产生的特殊力为ft（qz+ph）上式为考虑动力的附加系数取1.1上式为1.1（3171+3.728175）10/49583.30.92.10.71.89第十节提升设备的电耗及效率的计算1、一次提升电耗：w1.02vm0tf2dt/jd式中：f为力图中各阶段变化力vm为提升容器最大提升速度4.8m/s1.02为考虑提升机的附属设备j为减速机的效率取0.85d为电动机的效率取0.9190tf2dt（f0+f0）t0/2+（f1+f1）t1/2+（f2+f2）t2/2+（f4+f4）t4/2上式代入数值：（56665.2+56647.7）3/2+（74514.3+74436.8）3.3/2+（38703.6+37622.5）30/2+（37516.6+37479.3）5/21748119.92上式数值代入：（1.024.81748119.92）/（0.850.919）1.1107j/次2、吨煤电耗w1及提升设备的年电耗w年w11.02vm0tf2dt/mjdm为一次提升载货质量取2.8tan为矿井年产量取450000t代入数值：（1.024.81748119.92）/2.80.850.9193.91106j/吨w年w1an3.911064500001.761012j/年3、一次提升有益电耗wywy1000mgh10002.8101754.9106j/次4、提升设备的效率wy/w4.9106/1.11070.445第四章电动机转子电阻计算的计算本设计采用经验公式进行计算级数各级编号计 算 公 式各段电阻通电持续率平均启动电流六级磁力站q0-q11r11.5rnjc1%=401000.4i2nq11-q21r20.6rnjc2%=0.9jc%1i2nq21-q31r30.24rnjc3%=0.5jc%1.5i2nq31-q41r40.12rnjc4%=0.7jc%1.9i2nq41-q51r50.06rnjc5%=0.85jc%1.9i2nq51-q61r20.03rnjc6%=0.9jc%1.9i2n表中：rne2n/i2nrn为电动机转子额定电阻e2n为电动机额定电压551vi2n为电动机额定电流324a代入数值：551/3240.982jc%（t1/t）100（3.3/55.67）100=6式中：jc%为通电持续率t1为启动加速时间取3.3st为一个提升循环时间取55.67s选择zx1型电阻箱，负荷持续时间60s，jc%为通电持续率为6系列电阻。jc1%=tr/t291.7/60=4.862,取jcpr1%100式中：jc1%为第一预备级电阻通电持续率tr检查井筒时的持续时间为0.5h/0.3=（0.5175）/0.3291.7sh为提升高度取175m0.3为检查井筒时的速度m/st为电阻箱的发热时间常数取60s代入以上数值对电阻进行计算：级数各级编号计 算 公 式各段电阻通电持续率平均启动电流六级磁力站q0-q11r11.473jc1%=100129.6q11-q21r20.589jc2%=0.54324q21-q31r30.236jc3%=3486q31-q41r40.118jc4%=4.2615.6q41-q51r50.059jc5%=5.95615.6q51-q61r20.029jc6%=5.4615.6根据以上计算选择电阻如下：q0-q11选t0300s，110#电阻q11-q21选t0300s，20#电阻q21-q31选t0300s，10#电阻q31-q61选t0300s，5#电阻第五章提升拖动控制系统的介绍本提升机拟采用交流拖动，其优点是设备简单，基建投资小，缺点是加速或低速运行阶段，因转子加入附加电阻而使电能损耗大。另外，速度和负荷有关，启动功率大，加速阶段的尖锋负荷影响跨接在电网上的其它电机工作。但当电网容量大于提升机容量的10-15倍时将无影响。自动控制系统虽然是发展方向，但是由于实践因素影响本设计中提升机仍采用半自动化控制系统。提升机的交流控制方案采用电动机转子回路附加金属电阻的控制方式，采用定型的tdk控制系统。调速的级数8段，设备的平滑性能不好。同时，转子串接附加电阻后，特性曲线硬度降低，稳定性受到影响。在额定负载转矩的条件下，只能得到低于额定转数的速度，调速的上限是额定转数，下限受到机械特性限制，故调速范围一般不大于（2-3）：1。另外，因转子回路的电流较大，所以转子回路的电能损耗较大，故长时间低速运转的电动机不宜采用这种调速方法。但由于设备简单，并且调速与启动可用一套电阻，故交流拖动的矿井提升机广泛采用这种电气调速方式。当电动机与电网接通后，由于这时全部电阻串接在转子回路内，此时启动转矩一般为电动机额定力矩的0.30.4倍，且小于其静阻力矩，故能使钢丝绳涨紧，并消除减速机的齿侧间隙。为了使启动平稳，得到一个固定的平均加速度，应使电动机各条特性曲的峰值力矩和切换力矩都相等，要想达到这一要求，必须正确的配置转子电阻，并采用合理的控制方法。目前在提升机控制中是利用继电器和接触器等设备，转子回路附加电阻控制的方法，以电流和时间混合控制的控制原则。以电流为主时间为辅的控制方法，电流控制附加一定时限来控制电阻的自动切除。此方法的优点是当负荷轻时，电流控制部分虽然会使加速度上升，但有一定附加时限就限制了加速度，而负荷重时，由于以电流控制为主，因此又不会使电流超出很多，这样对于变负荷可以得到较为满意的控制效果。提升容器运行接近井口时的加速度大小与负载大小和减速方式密切相关，特别对于自动化提升，采用某种减速方式以适应负荷变化的影响是关键问题。采用自由滑行减速方式时，当提升系统的惯性力等于提升阻力时，在减速阶段不需要电动机出力，依靠惯性力来克服提升阻力。减速阶段一开始，即把电机的交流电源切除，此时电机提供的转矩等于0，其速度沿着特性曲线的全速开始下降，这种减速方式不需要其它任何设备，经济且简单，因次多用于主井提升煤炭。提升机对爬行阶段的要求是应当维持一个不随负荷变化的稳定的低速，一是避免容器与卸载设备产生过分的撞击，二是提高容器停车的准确度。若减速阶段采用低频发电制动时，当减速终了，提升电动机转子电阻全部切除，使变频设备产生最大低频电压，工作点就沿低频自然特性由低频发电制动自然过渡到低频拖动运行，由于低频自然特性很硬，故可以实现稳定的低速爬行。可以提高停车的准确性和免除容器与设备的撞击。这种控制方法，没有转子电阻的能量消耗，可以与减速阶段共用一套低频装置，完成减速与爬行两个阶段的控制。缺点是初期投资较高。32第六章设计参考书本设计参考煤炭工业出版社1997年出版的矿山运输与提升设备由陈维建、齐秀丽、李克孝主编。2005年1月施行的煤矿安全规程。第七章谢辞本设计承蒙河北工程大学成人教育