副井操车设计说明书(范本)

1、靖远煤业有限责任公司魏家地煤矿副井操车机械设备设计说明书编制：刘德泉 日期：2006.10.250.概述操车设备自动化是矿井自动化的重要部分，目前国内外现代化矿井操车设备已基本实现自动化。我国操车设备的发展过程是早期仿制苏联设备，随着我国科学技术的进步，设计水平的不断提高，研制开发了各种类型的操车设备，基本满足了生产需要；随着对外交流的增加，仿制了不少欧美设备； 目前在消化吸收的基础上，结合我国国情，研制开发出了在国际上具有一定先进水平的设备，完全可以满足目前我国煤炭生产现代化的要求。操车设备中的关键设备是推车机，它的发展水平与趋势基本上代表了操车设备的发展水平与趋势；在我国推车机有代表性的发

2、展历程是，电动绳式推车机电动链式推车机液动销齿式推车机液动组链式推车机；在发展过程中还出现了一些不成熟的过渡性的推车机，如直线电机推车机，液压缸滑轮增程式推车机等；目前在相当一段时期内是全液压操车设备的成熟与推广期，是当前的发展趋势。根据靖远煤业有限责任公司魏家地煤矿和本公司签定的，魏家地煤矿副井操车设备技术协议书的有关要求，按照国家2005板煤矿安全规程的相关规定，参照有关设计资料，特为魏家地煤矿副井操车设备编制本设计说明书。本设计说明书采用多项独特术，精心优化系统布置、确定最佳操车作业工艺，可满足魏家地煤矿煤炭生产现代化的要求。是本公司与矿方技术交流所提供的理论依据。属于兖州市量子科技有限

3、责任公司的内部技术文件，并对本文件有制定、修改和解释权。1.设计依据1.1.魏家地矿副井操车设备技术协议书甲方：靖煤有限责任公司魏家地煤矿乙方：兖州市量子科技有限责任公司技术协议签定日：2006年10月25日（见附件一）魏家地矿副井操车设备技术协议书甲方：靖远煤业有限责任公司乙方：兖州市量子科技有限责任公司技术协议签定日：2006年10月26日（见附件二）1.2.兖州市量子科技有限责任公司工程技术人员与矿方工程技术人员依照现场具体情况测绘的有关资料（无原始矿建图，见本件2.12.10.2）。2.主要参数2.1.副井井筒直径：7000mm；2.2.副井井深：570M；2.3.轨道：原24Kg/M

4、钢轨、操车车场改造后铺设30Kg/M钢轨、罐内轨道90方钢（不更换）； 轨距：600毫米； 两轨道中心距：上井口2010mm 下井口2020mm2.4.矿车型号：MGC1.1-6A、轮距600、轮径300毫米、轴距550mm、总长2000mm；煤矿专用设备图册第四版（见附件三）2.5.罐笼：双层四车（每层二车）两罐笼同宽；轮廓（外缘）尺寸： 长4900mm 宽1730mm 罐内高 mm2.6.载运方式：上层罐承人、下层罐装车、运送大件时由出车侧装罐，为确保大件进、出罐安全方便，安全门横梁至轨面不小于2800mm；2.7.运送最大件重量：19T；2.8.进出车方式：上井口、下井口同侧进、出车；2

5、.9.道岔型式：单式对称道岔；2.10.操车：2.10.1.上井口：原操车车场（自进车侧摇台转轴中心线后）1800mm； 改造为安全、高效的组链式操车，场改造后（自进车侧摇台转轴中心线后）16000mm；2.10.2.下井口：原操车车场（自进车侧罐笼边沿线后）13400mm；改造为安全、高效的组链式操车，车场改造后（自进车侧罐笼边沿线后）16000mm；3. 供货范围3.1.上井口：（见附件一设备清单 1、上井口设备）；3.2.下井口：（见附件一 设备清单 2、下井口设备）； 4. 设计4.1.上井口操车设计：4.1.1. 靖煤有限责任公司魏家地煤矿副井井口操车设备布置及安装图（一张）；4.1

6、.2. 靖煤有限责任公司魏家地煤矿副井井口操车联合基础图（一张）4.2.下井口操车设计：4.2.1. 靖煤有限责任公司魏家地煤矿副井井底操车设备布置及安装图（一张）；4.2.2. 靖煤有限责任公司魏家地煤矿副井井底操车联合基础图（一张）4.3.上、下井口各部件安装尺寸图纸：4.3.1.上井口摇台安装图（一张）；4.3.2.阻车器安装图（一张）；4.3.3.驱动装置安装图（一张）；4.3.4.起爪装置安装图（一张）；4.3.5.液力扳道器安装图（一张）；4.3.6.进车侧安全门安装图（二张）；4.3.7.出车侧安全门安装图（二张）；4.3.8.罐内滑道安装图（一张）；4.3.9.罐内阻车器驱动装

7、置安装图（一张）；4.3.10.托罐座驱动装置安装图（一张）；4.3.11.井口液压站安装图（一张）；副井井口左车道扣压胶管明细表（一张）；副井井口右车道扣压胶管明细表（一张）；4.3.12.井底液压站安装图（一张）；副井井底左车道扣压胶管明细表（一张）；副井井底右车道扣压胶管明细表（一张）；5.设计计算5.1.阻车器设计计算5.1.1.设计条件5.1.1.1.矿车特征：矿车型号：MGC1.1-6A 煤矿专用设备图册第四版（见附件三）；5.1.1.2.最大许用速度；煤矿专用设备设计计算提升容器及窄轨运输设备P107（见附件四）； 矸石车为：V max =0.81.2m/s 煤车为：V max

8、=1.45m/s 5.1.2.动能及弹簧计算 煤矿专用设备设计计算提升容器及窄轨运输设备（P107P110）（见附件四）； 当载矸车以最大许用速度冲击阻车器轮挡时所具有的动能，全部由缓冲弹簧的弹性变形吸收为条件设计弹簧。5.1.2.1.计算载矸车冲击阻爪时具有的动能E （见附件四） E1693N.m17260Kgf.cm5.1.2.2.弹簧变形吸收的功A （见附件四） AE1693N.m17260Kgf.cm5.1.2.3.选择弹簧主要参数（见附件四） 弹簧根数：阻1T矿车时为2根； 弹簧最大工作载荷 P21780 Kgf； 弹簧最大工作载荷时的压缩变形为 F210cm100mm；5.1.3.

9、 参照5.1.25.1.2.4.和机械设计手册第 3版 第 2 卷 P7-4P7-18，重新设计圆柱螺旋压缩弹簧。5.1.3.1.弹簧的尺寸系列机械设计手册第 3版 第 2卷 表7.12普通圆柱螺旋弹簧尺寸系列（摘自GB/T13581993）选用第一系列；5.1.3.2.弹簧材料及许用应力；机械设计手册第 3版 第 2卷 P7-4P7-5； 选用类 受循环载荷作用次数在1×10 3 1×10 6次范围内及受冲击载荷的弹簧； 弹簧材料 60Si2Mn； 切变模量 79GPa；5.1.3.3. 查机械设计手册第 3版 第 2卷 P7-10 式7.1-10圆柱螺旋压缩弹簧的尺寸及

10、参数（根据GB/T20891994），可得到以下参数： 材料直径 d25 弹簧中径 D100 许用应力 P740MPa 试验载荷 Fs45406N 一圈弹簧的试验变形量 f sd11.92mm 一圈弹簧的刚度 k d 3809N.mm 最大心轴直径 Dx max 69mm 最小导筒直径 DT min 131mm 弹簧有效圈数 n 机械设计手册第 3版 第 2卷 P7-10 式（7.19）； n 11.05 式中； f一工作载荷下的变形量；f 100 mm G 一 切变模量；G 79GPa 79000MPa d一材料直径；d 25mm F一弹簧的工作载荷（以前阻车器安全阻挡二辆载矸矿车作为弹簧最

11、大工作载荷的依据）； FP2×21780Kgf×23560Kgf34911N（P2见5.1.2.3附件四） D 一弹簧中径；D 100mm 取工作圈数n11.5 机械设计手册第 3版 第 2卷 P7-4 表7.1-2弹簧节距 P 35 mm旋绕比 C 4 弹簧构造型式：两端并紧3/4圈并磨平 按照这些参数设计出图纸：ZCQ6003000102 圆柱螺旋压缩弹簧5.2. 推车机推力计算5.2.1.设计的基本条件矿车型号：MGC1.1-6A （见附件四）；轨距：600mm矸石车最大许用速度为：Vmax1.2m/s （见附件四）；推车机平移部分总重m推2400KG摇台型号：YT6

12、00/800摇台的高度调节范围：2a150mm摇臂长：800mm5.2.2. 矿车推力计算如图5.21所示，若罐笼停靠的位置比罐外轨道高出了75 mm，推车图5.21机推动两辆载物矿车（以载矸矿车计算）前进，前辆矿车的两轮在摇台臂上，后辆矿车的两轮在罐外轨道上，前辆矿车已推动罐中的载矸矿车移动了一段距离，且载矸矿车还没到达出车侧摇台，此时推车机的阻力最大。进车侧摇臂的倾斜角： arcsin(75/800)5.4°矿车运行阻力系数 0.0090 采矿工程设计手册（中册）P2167表5-4-2（矿车运行的基本阻力系数）推车机最大推力为：煤矿专用设备设计计算（P301）W推max2W1W2

13、W32(G0G)(G 0G) (sin0 cos)(G0G)2×(6101800)×0.009(6101800)×(sin5.4°0.009×cos5.4°) (6101800)×0.00943.38253.8821.69318.95 Kgf取W推max319Kgf式中：W1一 罐内载矸矿车 W2一 摇台臂上载物矿车 W3一 罐外轨道上载物矿车5.2.3.推车机自身运行阻力计算推车机由导向链节、推头链节、通用链节和尾端链节组成，共18节；推车机自身运行阻力为：煤矿专用设备设计计算（P301）W阻W阻1W阻2式中：W阻1推头链

14、节受到的摩擦阻力 W阻2除推头链节外的其它链节受到的摩擦阻力5.2.3.1. 推头链节受到的摩擦阻力的计算图5.22推头链节受力分析；如图5.22所示，左边的滚轮受到推车机槽钢轨道竖直向下的正压力，右边的滚轮受到推车机槽钢轨道竖直向上的正压力，重心位置在两滚轮的正中间。推头链节重力 G150Kgf推车机最大推力 W推max319Kgf选左滚轮圆心为转矩中心，根据力矩平衡公式得：632G/2300 W推max632P2632×150/2300×319632P2P2226kgfP1 P2G(226150)kgf76kgf查机械设计手册(软件版)R2.0得到：钢材尼龙的滑动摩擦因

15、数10.07钢质车轮钢轨的滚动摩擦因数20.05 推头链节受到的摩擦阻力 W阻1P1 (12) P2 (12)76×(0.070.05)226×(0.070.05)选取f1=50kgf4.2.3.2. 除推头链节外的其它链节受到的阻力的计算其它链节只按重力计算阻力，考虑到在驱动装置推动尾链节时，推头链节和尾链节中间的链条因上下弯曲而会受到额外的摩擦力，所以给摩擦阻力一个系数K=1.2：f2=公斤(1+2)=1.2x(2400-150)x(0.07+0.05)=324kgf综上所述，推车机自身运行阻力f= f1+ f2= (50+324)kgf=374kgf取过载系数K过=1

16、.2查机械设计手册(软件版)R2.0得到焊接链的传动效率=0.93驱动装置要对组链推车机施加的驱动力是：FK过(f+ W1) /1.2x(374+400)/0.931000kgf9810N运行速度v=1.0米/秒功率NFv =9810x1=9810W=9.81KW链轮的旋转半径r=0.181米，则拨动组链推车机的转距是：m=Fr=9810x0.181=1775.6N·m选用8Y-1000型低速大扭矩摆线液压马达，其工作参数如下所列：排量：1000ml/r; 连续工作转速153RPM; 间断工作转速153RPM; 连续工作流量150LPM；间断工作流量225 LPM；连续工作扭距168

17、5Nm；间断工作扭距1875Nm；工作压力14MPa；峰值压力17 MPa；允许最大背压7 MPa；计算结果1775.6Nm小于间断工作扭距1875Nm，可以使用。4.3.矿车在道岔上最大允许速度的计算4.3.1.已知条件矿车型号：MG1.7-6A自重：718千克载矸重：2720千克总重：W=3438千克满矸石车的重心高度：700煤矿专用设备设计计算P48矿车轴距：750轨距：S=600钢轨型号：30公斤/米道岔的曲率半径：90004.3.2.矿车受力如图4.3.2.所示，矿车绕半径R9000旋转时，会产生一个向心力氟，重力W和氟的合力作用线延长和轨面线相交于一点A，令x=OA，当矿车的速度一

18、定时，则x是R的函数，即x=f(R),当R减小时，x会增大，当xS/2=300时，矿车就会有翻车的危险。由图可以知道:氟/x=Wg/H(4.3.2.a)由离心力的动力学公式得到：氟=WV2/(gR)(4.3.2.b)假设矿车处于就要翻车的危险状态，即xS/2=300由4.3.2.a、4.3.2.b两式得矿车的最大翻车速度：图4.3.2.Vmax=6.15米/秒考虑到矿车翻车的因素会有多种多样，取矿车的运行速度为v=1.2米/秒作为最大工作速度。煤炭工业设计规范规定了矿车运行速度及轴距的关系，规定指出，当运行速度v1.5米/秒时，道岔最小曲线半径Rmin不得小于通行车辆最大轴距的7倍。此处的Rm

19、in9000，轴距为7509000÷750=12>7所以符合相关规定。4.4.计算各段的坡度4.4.1.已知条件矿车型号：MG1.7-6A自重：718千克载矸重：2720千克总重：G=3438千克轨距：S=600钢轨型号：30公斤/米矿车在水平轨上运行的阻力系数，即基本阻力系数：0.0085(采矿工程设计手册(中册)P2167表5-4-2矿车运行的基本阻力系数)道岔名称：ZDC630-3-9 对称道岔.辙叉角：=18°2606” a=2300 b=2852L51154.4.2.计算前复阻前面的接轨点处的速度（从地理方位上说，前复阻在后复阻的南方）前后复阻之间的距离是L

20、14.6米，矿车在后复阻时的速度是VC 0，要求滚行到前复阻的速度是VM11.0米/秒，此段的阻力系数就是基本阻力系数0.0085，根据采矿工程设计手册(中册)P2171公式5-4-6，可以得到关于坡度i1的方程式。VM12VC12+2g L1 (i1-) 5-4-61.020+2x9.8x4.6x(i1-0.0085)i1=0.019，为安全期见，取i1=0.018再将结果代入5-4-6，求出实际的末速度VM120+2x9.8x4.6x(0.018-0.0085)VM10.93米/秒矿车以速度VM0.93米/秒撞到前复式阻车器的阻爪上，矿车的动能被阻车器的弹簧吸收，矿车停止。为方便生产和调试

21、，前复阻向南1米处设置变坡点A，阻爪至之间的1米坡度设为i2=i1=0.018，0.0085，矿车在前复阻阻爪处的速度是VC20；在变坡点A的末速度设为VM2，长度L21米，根据公式5-4-6可以得到关于VM2的方程式。VM22VC2+2gL(i-)VM220+2x9.8x1x(0.018-0.0085)VM2 0.43米/秒4.4.3.计算变坡点A和道岔前变坡点B之间的距离4.4.3.1. 计算变坡点A和道岔前变坡点B之间的距离为了使矿车通过道岔时具有足够的能量，变坡点A和道岔前变坡点B之间的坡度选取比较大的数值，取i3=0.025，这一过程的初速度VC3 VM2 0.43米/秒，0.008

22、5，要求在经过扳道器时有VM3 1.0米/秒的速度，以使矿车有足够的能量冲过道岔。根据公式5-4-6，得到关于这一段长度L3的方程式VM32VC32+2gL3 (i3 -)1.020.432+2x9.8xL3x(0.025-0.0085)L32.5米即变坡点A和变坡点B之间应该有2.5米的距离。4.4.3.2.计算矿车在通过道岔后，在道轨和曲轨的接轨点C处的速度。先计算矿车在道岔运行时的阻力系数1.基本阻力系数：10.00852.曲线阻力系数2式中K外轨超高系数，当外轨超高时K1.0，不超高时K1.5，此处选K1.5R曲线半径，R9m所以此处20.01753.道岔阻力系数3式中道岔角，18.4

23、3°/2=9.22°a+b道岔长，a+b2300+2852=5152mm=5.152m所以30.00624.总阻力系数矿车在道岔运行时的总阻力系数总=1+2+30.0085+0.0175+0.0062=0.0322初速度VC4= VM3=1.0米/秒，L45.115m（采矿工程设计手册(中册)P2100表5-1-7），坡度设为i4=0.025根据公式5-4-6，可以得到关于末速度VM4的方程式VM42VC42+2gL4 (i4 -4)VM4 212+2x9.8x5.115x(0.025-0.0322) V M40.53米/秒4.4.3.3.计算矿车通过曲轨和直轨接轨处变坡点D的速度矿车行使自接轨点C至变坡点D，L53.58米，V C5V M40.53米/秒，i5 i40.025，在4.4.3.2.已经计算了基本阻力系数：10.0085，曲线阻力系数20.0175，所以总阻力系数总=1+20.0085+0.01