矿山运输机械选型设计计算.pdf

第一章采煤机牵引部液压系统设计 第一章采煤机牵引部液压系统设计 已知总功率 300 千瓦 牵引力 360KN 牵引速度 0 7 0 米 分 高速恒功率 一 牵引部的工作阻力矩 M 的确定 1 确定锚链的规格 S T a 36 3 108 吨力 式中 a 安全系数 2 5 3 5 T 采煤机最大牵引力 由采掘机械书查得其圆环链的规格为 d t b 30 108 35 毫米 2 确定链轮的齿数 Z 及节圆直径 选为 Z 5 则 0 D 350 56 毫米 3 确定力矩 M T R 360 0 35056 2 63 千牛顿 二 油马达工作阻力矩的确定 1 采用高速油马达齿轮及行星齿轮减速带动链轮时 n m M M i 总 63 344 0 8 1 0 2289 千牛吨 米 式中 i总 油马达至链轮的总传动比 2 油马达至链轮的总传动效率 n m 链传动效率 因是无链牵引 所以其效 率为 1 三油马达总的负载力矩的确定 油马达总的负载力矩可根据给定最大牵引力求出 即 n m M M i 总 63 344 0 8 1 0 2289 千牛吨 米 四 确定系统的工作压力 72 1601 6 10 巴牛顿 米 五确定油马达的最大流量 1 由已知最大牵引速度 V 求链轮的最大速度 n 0 V n D 7 3 14 0 35056 6 37 转 分 2 又已知给定为高速油马达则其转速 1000 2200 转 分 初步确定 n 2200 转 分 总传动比 2200 344 6 4 i 3 油马达输出扭距 0 2 n m D M i 总 2 360 0 350 2 344 0 8 1 0 2289 千牛 米 3 4 油马达最大转速 max 0 1000 m V D n 1000 7 344 3 14 350 2191 转 分 5 油马达的排量 3 6 28 10 m m pm M q 3 5 6 28 0 2289 10 160 10 100 95 3 0 0001009 米转 6 油马达 理论流量 m Qmqn 4 10 2191 0 0001009 6 3 0 00368 米秒 7 实际流量 60 mm mv nq Q 实 2191 0 0001009 60 0 95 3 0 00388 米秒 所以根据以上所计算数据查 机械设计手册 可选定为 压力 kgf cm 转速 V min 型 号 变 量 形 式 额定 最高 额定 最高 ZM F125 定 量 200 250 2000 2200 4 驱动功率 Kw 容积效率 排量 ml r 90 96 125 六 主油泵流量 及辅助泵 1 主油泵的流量 Qb KQ 升 分 K 1 1 1 3 考虑系统漏损和流 量富裕度的系数 Qb KQ 1 1 0 00388 3 0 004268 米秒 3 0 256 米秒 2 主油泵最大工作压力 p 主油泵回路的总压力损失 包括油液和各种阀 过滤器 等液压元件和管道的压力损失 p 5 10 所以 pm PP 160 125 5 200 10 2 牛吨 米 3 确定主油泵 压力 kgf cm 转速 V min 型 号 变 量 形 式 额定 最高 额定 最高 ZB F125 B 变 量 200 250 驱动功率 Kw 容积效率 排量 ml r 90 96 125 5 4 辅助油泵 20 QQ 流 0 004268 20 43 8 5 10 米分 51 升 分 查 机械设计手册 77 P 57CBD 型 齿轮泵 p 额定 100 巴 Q 51 L 最小 转数 1800 转 重量 16 5 流量大 体积小噪音小 是理想的辅助泵 七确定牵引部所需电机容量 N 电 N 主 N 辅 33 1010 pppp pQPQ pp 5454 33 250 104 268 1010 108 5 10 100 85100 7 127 千瓦 式中 p p 分别为主辅油泵的总效率 p p p p 分别为主辅油泵的压力 2 牛吨 米 pp Q Q 分别为主辅油泵的流量 3 米秒 一般牵引部分占总功率的 25 N 300 0 25 75kw 所以 因双电机牵引 故 N电 127 2 63 5 75 故满足 八溢流阀 1 溢流阀的选取 泵最大流量 256 b Q 升 分 P326 设计手册 YF L32H 型高压溢流阀 其 通径 32 毫米 流量 6 250 升 分 调压范围 2 70 210 kgfcm 2 阀的安装结构形式 采用管式连接 3 滤油器 P572 设计手册 WU 型网式滤油器 WU 250 F 通 径 50 毫米 流量 250L 最小 过滤精度 180 m 连接形式 螺纹连接 九绘制牵引部液压系统图 第二章支护设备与采煤机选型设计 已知煤层厚度 2 4 2 6 米 支护强度 40 KN 2 m 年产量 100 万 吨顶板条件 级 3 类 倾角 5 度 工作面长度 150 米 一 液压支架初步预选 1 液压支架选型因素 2 煤层顶板及顶板分类 3 综合各类支架对顶板适应性 综合上述三点和查表 采掘机械与液压传动 可选定 4 有因煤层厚度达到 2 5 米范围 则应选用支撑掩护式支架 二液压支架结构参数确定 1 支架最大结构高度 Hmax hmax a 米 hmax 0 2 2 6 0 2 2 8 米 2 支架最小结构高度 Hmin hmin s2 b c 2 4 0 15 0 10 0 1 7 2 05 米 式中 hmax hmin 煤层最大厚度和最小厚度 米 a 考虑伪顶 煤皮冒落时 支架仍有可靠的初撑力所需的支 撑高度的补偿量 中厚煤层可取 200 毫米 厚煤层取 300 毫米 薄煤层适当减小 b 支架卸载前移时 支柱伸缩余量 煤层厚度大于 1 2 米 取 80 100 毫米 煤层厚度小 1 2 米取 30 50 毫米 c 支架顶梁上存留浮煤和煤层厚度大于 1 2 米碎矸石厚 度一般取 50 100 毫米 2 S 顶板最大下沉量取 100 200 毫米 3 支架支护强度确定 1 按经验公式估算 q K H R 2 吨 米 35 72 8 2 3 1010 0 4508 a MP 2 查 采掘机械与液压传动 可得 q 1 3 0 45 0 585 a MP 故 取其两种方法最大值 q0 585 a MP 式中 K 作用于支架的顶板岩石厚度系数我国取 6 8 H 最大采高 米 R 岩石容重一般取 2 3 3 吨 米 4 支架伸缩比 8 max 2 min H k H 2 8 2 05 1 371 6 其运输能力满足 16 式中 F 运行物料的断面积 v 刮板链的速度 m s 物料的散碎密度 kg m 装满系数 按表 1 1 选择 向上运输 5 0 9 3 运行阻力计算 1 重段直线段的总阻力 zhlll W q q Lgcos qq Lgsin 102 0 636 26 0 4 150 9 8cos59 8sina5 110861 17714 93148N 2 刮板链在空段直线的运行总阻力 kl W q Lg cos sin 36 26 150 9 8 0 4 sin5 25885N l 式中 0 Q350 q 102kg m 3 6 v3 6 0 95 中部槽单位长度货载质量kg m l q 刮板链单位长度质量 l q 36 26 kg m l 刮板链在溜槽中运行阻力系数 l 0 6 0 物料在溜槽中运行阻力系数 0 0 4 L 刮板输送机的长度 m 17 刮板输送机铺设倾角 g 重力加速度 k W 空段直线段的总阻力 N 3 弯曲段附加阻力 kwk W 0 1W 0 1 25885 2589N 弯曲段半径 l R 2sin 2 1 5 2sin1 5 28 65m 弯曲段全长 2 w L4aRa 2 4 0 6 28 650 6 8 27m 弯曲段中心角 0 22 a2arcsin a l wa 22 0 6 2arcsin 8 270 6 8 29 式中 l 标准中部槽长度一般为 1 5m a 相邻两节中部槽间的最大折曲角一般为3 a 机身推移距离 4 刮板链张力的计算 1 判断最小张力点的位置 18 S y 5 双机头驱动 0 6 0 4 0 6 93148 0 4 25885 45534 8N 0 所以最小张力点在 点 如图所示 2 用逐点计算法求各点的张力 取标准刮板槽长 1 5m 槽间水平弯曲角度为 3 工作面倾角 5 取最小张力为 0 由弯曲段几何关系 确定中部槽弯曲段中心角 0 8 29 1 0 2 1 W1 2 S3 2 W2 3 W 2 3 2 W2 3 2 e 2fa0 1 2e 2fa0 W m ZH L L W S4 3 W3 4 3 LLL L W Wm m ZH S5 S4 0 6 WZK S6 5 W5 6 S7 6 e 2fa0 W 6 7 S8 7 W7 8 则 S qL L g L COS sin 36 26 5 9 8 0 3 COS10 sin5 533N 8 29 2 0 4 180 3 93148 5338 275756 150 Se 4 93148 5756 1508 275 90664 150 SN 5 S 90664 0 6 93148 25885 19244N 19 6 25885 S 19244 150 8 27 5 42839N 150 8 29 2 0 4 180 7 25885 S 42839 e 8 27 49253N 150 8 25885 S 49253 5 50386N 150 5 牵引力及电功率的计算 1000 pv N ylly pSSK SS 联立 上端驱动电机功率 VSSKSS L 1818 1000 式中 L 牵引构件绕经驱动轮的阻力系数 取 L 0 045 传动系数的效率 取 0 85 刮板链速度 0 95m s 则 8181 1 N 1000 l SSK SSv 503860 045 50386 0 95 1000 0 85 58 8kw 再加 20 的备用量 得 N1 1 0 2 1 70KW 下端驱动功率 95 0 5454 SSKSS L 1000 19664 19244 0 045 90664 19244 1000 0 85 85 4kw 20 上述功率的计算值再加 20 的备用量 得 N 0 2 102KW 即配备 132KW 电机双机头驱动满足要求 刮板链的预紧力和紧链力计算 1 刮板链预紧力计算 01458 1 4 TSSSS 1 0 1225863135263983 4 54480N 2 紧链力 0 qL g L Lie L EA 2 式中 刮板链的弹性模量 取 2 10 CM 2 A 刮板链横断面积 Lie 多拉伸段长度 取 m 0 6 0 092 则 54480 150 36 26 9 8 0 4 092 06 0 1502 76 1102 7 82278 6 验算刮板链强度 n max 25 1 2 S Sd 双刮板链不均匀系数 Sd 单条链条的破断拉力 Smax 刮板链的最大静张力 则 n 3 2 850 100 95 1 2 122586 10 973 5 符合 21 第二节 采区顺槽运输机械的选择设计 一 转载机的选择 选择转载机 要注意与工作面刮板输送机的配套要求 1 转载机的运输能力要稍大于工作面刮板输送机的运输能力 2 顺槽转载机的机尾与工作面输送机的连接处理要配套 3 顺槽转载机的零部件与工作面输送刮板机的零部件应尽可能 通用 综上所述因素考虑综采设备的配套选择 SGZ 730 110 型转载机 二带式输送机的选型计算 1 验算带式输送机的运输能力和带宽 带式输送机的运输能力 指导书 P96表 2 2DSP1080 1000 2 Q 3600v 0 90 05 ckB 2 3600 2 5 0 85 0 1488 0 9 1 0 05 822 t h 650t h 即 SC S B输送能力满足 式中 B 输送带宽度 1m K 物料断面系数 取 K 0 1488 V 输送带运行速度 2 5m s r 物料的散碎密度 r 0 85t m 3 c 倾角系数 c 1 amax 物料最大块度的长度尺寸 amax 300 带式输送机带宽的校核 B 2amax 200mm 22 1000 2 300 200 800mm 满足要求 式中 max a 物料中最大块度长尺寸 max a 300mm 计算输送带运行阻力 关参数的计算 q V QGB 6 3 650 72 2 3 6 2 5 kg m 12 1 1 di qB 1 1 1 8 5 1 253 1 15 4 kg m 17 11 33 1 5 g g g G qkg m l 17 6 8 2 5 g g g G qkg m l 式中 q 单位长输送带上装运物料量 qd 单位长度输送带的质量 q g 重段单位长度上分布的托辊旋转部分的质量 g G 重段每组托辊旋转部件的质量 指导书 P101 表 2 9 g L 重段托辊间距 取g L 1 5 q g 空段单位长度分布的托辊旋转部件的质量 g G 空段每组托辊旋转部件的质量 阻力计算 WZH q qd q g L 23 72 2 15 4 11 33 890 9 8 0 03 25886N qd q g L q g 15 4 6 8 890 9 8 0 022 4260N 式中 输送带沿重段运行的阻力系数 取 0 03 教材 P101表 4 17 输送带沿空段运行的阻力系数 查 教材 101 表 4 17 取 0 022 输送带强度的计算 1 绘制计算的示意图按运行方向从主动滚筒分离点开始编号 如 图所示 2 用逐点计算的方法列出各点的张力关系 输送带绕转滚筒两项阻力按输送带张力增加 5 则 k 1 05 21k SSW 32123 SSK SS 430 zhkzh SSWk SWW 外载荷要求传动滚筒表面输出牵引力 0 F为 0411 1 wz FSSS kKWzh 传动滚筒表面所能传递额定牵引力 0 F为 0max1 0 1 a FS e F nn 令 00 FF 得 24 1 1 1 kzh a n kWW S enk 式中 n 摩擦力备用系数 n 1 15 1 2 取 n 1 2 输送带与滚筒的摩擦系数 教材 P116表 4 10 取 0 20 围包角 则 各张力点为 1 0 2 455 180 1 2 1 05 426025886 1 1 2 1 1 05 S e 36430 8 3 835 9500N 2 S 9500 4260 13760N 3 S 14448N 4 S 40334N 验算重段张力是否满足要求 重段最小张力 minZH 必须满足 minZH g L cos 5 72 2 15 4 1 5 9 8 1 6439N 3 S 14448N minZH g L 1 5 满足 空段最小张力 min 须满足 min g L cos 25 5 15 4 2 5 1 193N 2 S 13760N min 满足 验算输送带强度 1 对煤矿用阻燃输带 安全系数为 max d sB S 式中 d s 阻燃用的整体纵向拉断强度为 1000 m 2 B 阻燃带宽度 B 1000 max s 输送带运行时所受的最大静张力 则 1000 1000 40334 25 18 满足 牵引力及功率计算 带式输送机等速运转时 驱动滚筒上所需牵引力为 y Sf 0 03 0 05 y Sf 40334 9500 0 03 40334 9500 32329N 当 P 0 时 3 10 pv Nk 3 32329 2 5 1 210 0 85 114kw 式中 功率备用系数 驱动设备传动效率 取 0 85 起动系数 1 2 则 114kw 即 SC S B输送能力满足 式中 物料断面系数 取 0 1488 指导书 100 表 2 7 带宽 取 1 2 带速 取 2 5 倾角系数 取 0 85 输送带宽校核 200 1200 2 300 200 800 带式输送机满足要求 计算输送带运行阻力 关参数的计算 28 q V QGB 6 3 820 91 1 3 6 2 5 kg m 20 13 3 1 5 g g g G qkg m l 20 6 7 3 g g g G qkg m l 式中 q 单位长输送带上装运物料量 qd 单位长度输送带的质量 q g 重段单位长度上分布的托辊旋转部分的质量 g G 重段每组托辊旋转部件的质量 指导书 P101 表 2 9 g L 重段托辊间距 取g L 1 5 q g 空段单位长度分布的托辊旋转部件的质量 g G 空段每组托辊旋转部件的质量 2 重段直线段的运行阻力 cos dg qqq sin d LgqqLg 91 1 13 9 13 3 990 9 8 0 04 cos5 91 1 13 9 990 9 8 sin5 134522N 3 空段直线段的阻力 cos sin Kdgd Wqq g Lq 13 96 7 990 9 8 0 035 13 9 990 9 8 sin5 4785N 29 式中 0 04 0 035 输送带各点张力计算 根据输送带绕径滚筒的两项阻力按输送带的张力增加 5 计算 即 各张力点计算同顺槽皮带 21 312 431 2 541 2 655 615 67 8 3 7615 6 3 877 815 67 8 4 9815 67 8 4 109815 67 8 SS SKSkS SSkS SKSK S SSWK SKWW SKSK SKW SSWK SKWW SKSK SKWW SSKSK SKWW 需要传动滚筒表面输出牵引力 0 F为 7 8 42 010115 6 1 FSSS kK wKw 传动滚筒表面所能传递额定牵引力 0 F为 0max1 0 1 a FS e F nn 令 00 FF 得 2 5 67 8 1 4 1 1 a n K WKW S eKn 2 0 2 455 1804 1 2 1 05 1345224785 1 1 051 1 2e 171642 3 64 47154N 30 则 1 2 31 43 54 655 6 76 877 8 98 10 47154 47154 47154 1 0549512 47154 1 0549512 49512 1 0551988 51988478547203 47203 1 0549563 49563 134522184085 184085 1 05193289 SN SN SKN SSN SKSN SSWN SKSN SSWN SKSN S 9 47154 1 0549512SN 验算皮带张力是否满足要求 5 X G L g 5 13 9 91 1 1 5 9 8 5 7688N 因 7min SSk 6min SSk 故各张力点均满足输送带垂度 5 验算输送带强度 max XB G m S 2000 1200 193289 12 410 满足要求 式中 X G 输送带强度 X G 2000 6 牵引力及功率计算 传动滚筒主轴总牵引力 0l F 0101101 0 03 153348 l FSSSSN 31 所需电动机的功率 d N 3 0 10 l dd Fv NK 3 153348 2 5 1 1710 0 85 528kw 故取电机功率 d N 570kw 7 拉紧力计算 如图所示位置的拉紧位置应有的拉紧力 23 PhSS 4715449512 96666N 四 采区上下山运输及辅助运输 四 采区上下山运输及辅助运输 二 采区辅助运输的选择 有极绳运输的基本计算 调度绞车 根据 指导书 108表 3 1 选择 25 型调度绞车其基本参数如下 选用电机 25 牵 引 力 绳径 绳 长 绳 速 功 率 转 数 总减速比 16 15 400 1 06625 1465 32 5 有极绳运输的基本计算 每次牵引的矿车数 13 96 1 066 17 5 0 85 NKW 式中 每次牵引的矿车数 运输能力 290 32 G 矿车载重 5 P V 运输距离 300 P V 平均运行速度 P V 1 066 f t 摘挂钩辅助作业时间 同时运行的车组数 1 则 2 300 290 1 60 1 066 10 60 5 1 Z 辆 牵引力 0 sincos cos ss FZ GG gq Lg 式中 F 钢丝绳的牵引力 0 G 矿车自重 取 0 G 900 根据 教材 153表 5 4 5 6 型平板车 配用矿车 3 3 6 线路倾角 取 s q 钢丝绳单位长度的质量 提升 216附表 取 s q 0 86 L 运输距离 取 300 矿车运行阻力系数 矿机 218表 6 4 取 0 07 S 钢丝绳运行阻力系数 取 S 0 3 则 10 59 9 8 sin100 07 cos10 F 0 86 300 9 8 sin100 360 10 1 36913 96KN 电机功率 绞车牵引矿车组 33 F V N 式中 绞车绳速 取 1 066 绞车传动效率 取 0 85 则 13 96 1 066 17 5 0 85 NKW 实际选用量 17 5 17 5 20 21 矿井提升机械设备选型设计 煤矿主井双箕斗单绳缠绕式提升设备的选型设计 已知条件 1 矿井每年产量 60 万吨 年 2 提升工作制度为年工作日 300 天 每日工作 14h 3 单水平提升 井筒深度 250m 4 箕斗卸载高度 16m 5 箕斗装载高度 18m 6 松散煤的密度为 0 92t m3 7 一套箕斗提升设备 8 采用双筒单绳缠绕式提升机 一 该主井提升机械设备选型设计 1 箕斗的选定 1 提升高度 34 H Hs Hz HX 250 16 18 284m 2 经济提升速度 m v 0 4 H 0 4 284 6 74 m s 3 一次提升循环估算时间 Tx 初估加速度 a 0 8m s Tx m v a m H v 20 6 742 84 20 0 846 74 71s 4 小时提升次数 3600 50 70 s X n T 次 5 小时提升量 AS 取提升不均衡系数 C 1 15 提升能力富裕系数 Cf 1 2 nf S n r A CC A b t 4 60 101 15 1 20 300 14 197t h 6 一次合理提升量 197 3 89 50 70 S s A Qt n 35 考 虑 为 以 后 矿 井 生 产 能 力 加 大 留 有 余 地 由 单 绳 箕 斗 规 格 表 1 3 中选择名义装载重量为 40KN 的箕斗 其主要技术规格如 下 自重 QZ 44000N 全高 H 8560mm 有效容积 4 4m3 容器间中心距 S 1830mm 实际载重量 Q 0 92 10 4 4 40KN 2 提升钢丝绳的选择 1 钢丝绳最大悬垂长度 Hc 预估井架高度 Hj 30m Hc Hj H Hz 30 250 18 298m 2 估算钢丝绳每米重力 P 取 钢 丝 绳 抗 拉 强 度 B 17000 9 8N 2 1665N 2 安全系数 ma 6 5 P1 0 11 z B c a QQ H m n 4400044000 0 11 1665 100 298 6 5 84000 33 34N m 2519 69 84000 33 34N m 2519 69 选取 6 19 1665 34 特 镀锌 右交叉捻 其技术特征 为 36 钢丝绳直径 d 34mm 绳中最粗钢丝直径 2 2mm 钢丝绳全部 钢丝断裂力总和 Qd 937500N 每米重裂力总和 Qd 736000N 每 米重 P 40 93N m 3 钢丝绳安全系数校核 d a zc Q m QQPH 736000 400004400040 93 298 736000 96197 14 所选钢丝绳满足安全要求 合格可用 3 提升机和天轮的选择 1 提升机卷筒直径 D 8080 342720Ddmm 12001200 2 22640Dmm 据此选用 2Jk 3 0 11 5 提升机 其技术特征为 卷筒直径 D 3 0m 卷筒直径 B 1 5 1 7m 许用最大静张力 Fjm 130KN 最大静张力差 Fjc 80KN 变位重量 Gj 297KN 减速器最大输 出动扭距 Mnm 300KN m 两卷筒间隙 a 140mm 两卷筒中心距 S 1640mm 2 实际需要卷筒的容绳宽度 B B 30 H nd D 28430 3 343 3 14 3 0 1344 31500mmmm 3 计算实际缠绕层数 nc 37 130 34 c H nd BD 128430 34 343 15003 14 3 0 0 82 层 1可确定其为单层 据 煤矿安全规程 箕斗提升许可缠绕一层 因而卷筒宽度 可满足本矿使用要求 4 钢丝绳实际最大静张力 Fjm 之校核 Fjm Q Qz pH 40000 44000 40 93 284 95624 12N 130000N 5 钢丝绳实际最大静张力差 Fjc 之校核 Fjc Q Ph 40000 40 93 298 52197 14N 80000N 由 4 5 两项校核可知所选提升机强度可满足要求 6 天轮之选择 8080 342720 t Ddmm 12001200 2 22640 t Dmm 据此选用井上 TSG 型固定 3000 19 型固定天轮 其技术特征为 天轮直径 Dt 3 0m 变位重量 Gt 11330N 4 提升机与井筒相对位置的计算 1 确定井架高度 Hj 据 煤矿安全规程 第 373 条规定 考虑实际提升速度低于 8m s 取过卷高度 Hg 8m Hj Hx Hr Hg 0 75 2 T D 38 3 0 168 5640 75 2 29 685m 确定 Hj 30m 与估计值相差不大 未考虑钢丝绳安全性能 故可用 2 计算卷筒中心至井筒中钢丝绳间的水平距离 Ls Ls0 63 5 j HD 0 6 303 53 24 5m 取 LS 25m 3 计算钢丝绳弦长 Lx 提升机卷筒中心与机房地平高差 0 65m 机房地平与井口高差 0 5m 取 C0 1 2m 则 22 0 Lx 2 js D HCL 2 2 3 0 30 1 2 25 2 37m Lx 60m 故不会引起绳弦强烈跳动 弦长合理 4 钢丝绳最大内偏角 a1 a1 30 2 arc x saH Bn d D tg L 1 640 1428430 1 5 0 0340 003 23 14 3 arc 37 tg 55 10 1 30 o 5 钢丝绳最大外偏角 a2 39 a2 3 2 arc x sa Bd tg L 1640 140 15003 343 2 arc 37 1000 tg 59 221 30 合格 5 预选提升电动机 1 确定电机额定转数 ne 60 ne m iv D 60 11 5 6 74 3 14 3 0 493 7 minr 考虑到箕斗容积选用较大 故预定同步转数 nt 500r min 2 预选电动机功率 由 nt 可估定额定转数 ne 492r min 则实际最大提升速度 m v 60 e Dn i 3 14 3 0 492 60 11 5 6 72 m s 则电动机功率 40 pe 1000 m J KQv 1 15 40000 6 72 1 2 1000 0 85 436 4kW 式中 K 矿井阻力系数 箕斗提升时 K 1 15 j 减速器传动效率 二级传动 j 0 85 动力 系数 取 1 2 据以上计算 选择 YR 500 12 1180 绕线型异步电动机 其技术特征如下 额定功率 Pe 500KW ne 492r min 电动机效率 d 0 910 过载能力 2 7 飞轮惯量 GD2 6620N m2 3 电动机额定拖动力 Fe Fe 1000 ej m p v 1000 500 0 85 6 72 63244N 4 提升系统总变位质量 m 1 电动机转子变位质量 md 2 2 GDi gD 2 662011 5 9 813 0 9916kg 2 提升机 包括减速器 变位质量 mj j G g 41 163000 9 81 16616kg 3 天轮变位质量 2 t t G m g 2 7810 9 81 1592kg 4 钢丝绳变位质量 2 3034 scx p mHLDD g 2 40 93 28437307 3 14 3 0 9 81 3479kg 5 容器变位质量 2 z r Q m g 2 44000 9 81 8970kg 6 荷载变位质量 g Q m g 40000 9 81 4077kg 则 djtsrg mmmmmmm 42 9916 16616 1592347989704077 k 44650kg 7 运动学参数计算 1 主加速度 a1 的确定 按电动机过负荷能力 1 0 75 e FKQpH a m 0 75 2 7 63244 1 15 4000040 93 284 44650 2 1 58 m s 按减速器允许最大能力输出动扭矩 1 2 nm d M KQpH D a mm 2 180000 1 15 4000040 93 284 3 0 72561 16130 12000 46000 11624 12 56431 2 1 11 m s 据以上结果 为减轻动荷载 提高机械部分和电动机的可靠 性 a1 取值应留有余地 故本设计取 a1 0 8m s2 2 减速度 a3 的确定 为了控制方便和节能 首先应考虑自由滑行方式减速 当 a3 值偏大 小 时 再考虑电动 机械制动 方式减速 按自由滑行方式确定的减速度 43 3 KQpH a m 1 15 4000040 93 284 72561 2 0 47 m s 本例中自由滑行方式 a3 偏低 故应考虑机械制动方式 3 0 3KQpHQ a m 1 15 6000040 93 2840 3 40000 72561 2 0 64 m s 由此 可确定采用机械制动方式减速 取 a3 0 8 s2 3 运动学参数计算 初加速度 a0 22 2 0 0 1 5 0 48 22 2 35 x v am s h 式中 v0 箕斗脱离卸载曲轨时的速度 m s hx 卸载曲轨长度 hx 2 35m 初加速时间 0 0 0 1 5 3 12 0 48 v ts a 主加速时间 0 1 1 6 72 1 5 6 53 0 8 m vv ts a 主加速行程 0 11 6 72 1 5 6 5327 22 m vv htm 减速时间 4 3 3 6 720 5 7 78 0 8 m vv ts a 减速行程 44 爬行时间 4 4 4 3 6 0 5 h ts v 式中 h4 爬行距离 取 h4 3m v4 爬行速度 v4 0 5m s 等速行程 2134x hHhhhh 2842 352728 093 223 56m 等速时间 2 2 223 56 33 27 6 72 m h ts v 箕斗卸载休止时间由表 5 1 查得 4t 箕斗 8S 一次提升循环时间 TX 01234x Tttttt 3 126 537 786833 27 64 7s 4 提升能力校核 实际年提升能力 3600 n r n x b t Q A CT 4 3600 300 14 4 1 15 64 7 10 81 29 万吨 年 实际提升富裕系数 af 81 29 1 35 60 n n A A 45 故 选用合格 8 动力学参数计算 初加速开始 00 FKQpHma 1 15 4000040 93 28472561 0 48 92453N 初加速终了 00 2FFph 924532 40 93 2 35 92261N 主加速开始 1010 FFm aa 92261 72561 0 80 48 115481N 主加速终了 111 2FFph 1154812 40 93 27 113271N 等速开始 21 FFma 113271 72561 0 8 55222N 46 等速终了 222 2FFph 552222 40 93 223 56 36921N 减速阶段由于采用机械制动方式 电动机已断电 故不计入 爬行开始 44 2 FKQp Hh 1 15 4000040 93 2842 3 34621N 爬行终了 4 FKQpH 1 15 4000040 93 284 34376N 提升速度图及力图见图 9 电动机容量校核 1 等效时间 Td 之计算 01342 11 2 d Tttttt 11 3 126 537 786 33 278 23 47 65s 式中 停车间歇时电机散热不良影响因素系数 1 3 a 低速运转时电机散热不良影响因素系数 1 2 2 等效力 Fd 47 2 2 2 2 2 2 2 00112222 012 0 2 2 44 4 223 2 T FFFFFF FF F dtttt FF t 22 22 22 22 9245392261 3 12 2 115481113271 6 53 2 5522255222 36923692 33 27 3 3462134376 6 2 112 1 5297 10 NS 2 0 T d d F dt F T 11 1 5297 10 47 65 56659N 3 电动机等效功率 Pd 1000 dm d j F v P 56659 6 72 1000 0 85 448500kwkw 4 工作负荷校验 0 75 m e F F 式中 Fm 力图中最大拖动力 由图 1 1 可知 Fm 115481N 48 则 11548 63244 m e F F 1 830 75 2 72 0 5 特殊过负荷 调节绳长 0 9 t e F F 式中 Ft 调节绳长时特殊提升力 取动力系数 1 1 则 tZ FQpH 1 1 4400040 93 284 61187N 由此 61187 63244 t e F F 0 9670 9 2 72 43 4 5 m 6 轴功率 N gQHK 1000 1020 9 8 0 15 361 6 1000 0 8 678 kw 小于配套电机 680 kw 可以使用 但备用量较小 7 工作时间 Tz 24Qz n1 Q 24 500 2 500 12 4 5 m 5 轴功率 N gQHK 1000 1020 9 81 0 145 372 5 1000 0 8 674 8 KW 小于配套电机 680 kw 可以使用 但备用量较小 6 工作时间 57 TM 24Qz n1 n2 Qk 24 750 4 0 145 3600 8 6 20 满足 TM 最大涌水时期的工作时间 7 电耗 E 1 05 g 1020 320 9 8 e d w Q k H k n1 rB TB Qk n rB Tm 1 05 0 92 0 95 1020 9 8 320 678 8 6 45 4 1837 10 7 KW h 年 式中 矿水密度 可取 1020Kg m g 1000 10 e 传动效率 通常可取直联传动为 1 d 电动机效率 可取为 0 92 w 电网效率 可取为 0 95 正常 最大涌水量时期水泵的效率 Q k Qk 正常 最大涌水量时期水泵的流量 H k Hk 正常 最大涌水量时期水泵的扬程 n1 n 正常 最大涌水量时期水泵的工作台数 rB rB 一年内正常 最大涌水持续天数 可分别取 320 60 TB Tm 正常 最大涌水量时期水泵的每日工作小时数 第二节 通风设备选型设计 第二节 通风设备选型设计 一 已知条件 矿井需要风源风量为 通风容易期 Q y 65 m s 58 通风困难期 Q y 67 m s 所需负压为 通风容易期 P yet 1670 Pa 通风困难时期 P yet 3080Pa 计算离心式风机 146 P 参考16 8图 二 根据 离心式风机 装置特性曲线图 计算 选定扩散器 选用教材 流体机械 160 P图 a 所示塔式扩散器 取面积比 n 2 4 相对长 I 4 则 扩散器全损失系数0 32 k L 扩散面积7 85 2 求风源静压特性 由 2 0 32 0 9012 Y st PPQ 2 0 2884PQ 0 Y st Y st P Q P 得到不同对应的 Y st P Y st 值 最大静效率点位于 0 21 n Q 0 4323 n P 0 210 0 32 0 4323 n A G4 73 11 型离心式风机类型参数 Q P yst P yst 0 15 0 466 0 825 0 4595 0 8135 59 0 16 0 4675 0 850 0 4601 0 8366 0 17 0 467 0 873 0 4587 0 8574 0 18 0 465 0 892 0 4557 0 872 0 19 0 461 0 908 0 4506 0 8875 0 20 0 453 0 918 0 4415 0 895 0 21 0 445 0 925 0 4323 0 8986 0 22 0 435 0 928 0 421 0 898 0 23 0 423 0 925 0 4077 0 8916 0 24 0 410 0 920 0 3934 0 8827 0 25 0 395 0 903 0 377 0 8618 0 26 0 378 0 886 0 3585 0 84 0 27 0 360 0 867 0 339 0 8164 0 28 0 340 0 847 0 3174 0 791 0 29 0 317 0 834 0 2927 0 7517 0 30 0 290 0 785 0 264 0 7147 注 配用塔式扩散器 n 2 4 I 4 a 7 85 3 计算矿井等积孔 1 19 Y Y st Q A P 65 1 19 1670 2 1 8928m 60 1 19 Y Y st Q A P 67 1 19 3080 2 1 4366m 所以 1 2 p AAA 1 1 8928 1 4366 2 2 1 6647m 4 确定风机直径 1 08 p n A D A 1 6647 1 08 0 32 2 46m 根据 流体机械 370 P 73 11G 型锅炉用离心机性能规格表 选定标准直径 D 2 5 m 5 反求等积孔系数 2 A A 1 172 D 2 1 8928 1 172 2 5 0 3550 2 A A 1 172 D 2 1 4366 1 172 2 5 0 2694 61 6 求工况点 参看图 5 3 由 Y Y st Q A Q 得 2 Y st Y PQA 0 3550A 时 Q 0 23 0 24 P 0 4198 0 4571 得交点 0 2327Q 0 9289 0 2327A 时 Q 0 18 0 19 P 0 4464 0 4974 得交点 0 1837Q 0 9013 7 求通风机转数 Q Q D n y 3 3 24 3 24 365 2 50 2372 426 r m n y Q Q D n 3 3 24 62 3 24 367 2 50 1837 567 minr 8 求通风机功率 1000 yystQ P N 65 1670 1000 0 9289 116 9kw 1000 yystQ P N 67 3080 1000 0 9013 229 0kw 9 电动机功率 因为 116 9 0 510 6 229 N N 选用两台电动机 在服务期限内分两段选择电动机 初期按 初期按 1 1 1 1 2 d NN N 1 1116 9 229 180kw 选择电动机 可取同步转速 480r min 后期按 2 1 1 1 2 d NN 1 1 229 252kw 63 选择电动机 可取同步转速 480r min 10 电耗 2 dv NN Er T 6 116 9229 24 365 2 0 9 0 95 2 17 10 度 年 式中 d 电动机效率 可取为 0 9 v 电网效率 可取为 0 95 主要条件 1 通风容易期 QY 72m 3 s Pyst 2010Pa 2 通风困难期 QY 82 m 3 s Pyst 4100P 2K 60 型轴流通风机 1 由图可以看出最高效率点处 26 0 n Q 41 0 n P 4 0 n A 2 求等积孔 yst y P Q A 19 1 2 9 1 8 44 68 85 2010 7219 1 m 64 yst y P Q A 19 1 2 5 1 64 58 97 4100 8219 1 m 3 确定风机直径 n A A D 08 1 m1 2 4 0 5 1 08 1 故选定表准直径 D 1 8m 4 反求等积孔系数 2 0 172 1