Министерство образования и науки РФ
Магнитогорский государственный технический университет им. Г.И.Носова
Кафедра Механизации и электрификации горного производства
ПОЯСНИТЕЛЬНАЯ ЗАПИСКА
к курсовому проекту
Магнитогорск 2007
Исходные данные Значение
Вид полезного ископаемого
Годовая производственная мощность шахты (Агш), млн.т./год
Плотность полезного ископаемого (/>), т/м3
Длина доставки (Lдост), км
Длина откатки (Lотк), км
Глубина шахты (Нш), м
Коэффициент водообильности пород (Кво)
Коэффициент кратности водопротока (Ккр)
Водородный показатель воды (рН)
Количество дней в году с минимальным водопротоком (Nдн.min)
Количество дней в году с максимальным водопротоком (Nдн.max)
Количество подаваемого в шахту для проветривания (Qвозд), м3/с
Минимальная депрессия (hmin), мм. вод. ст.
Максимальная депрессия (hmax), мм. вод. ст.
Количество потребителей сжатого воздуха на каждой стрелке (см.схему):
Длина конвейерной ленты (lконв), м
— перфораторы (nn), шт
— вентиляторы местного проветривания (nвмп), шт
— погрузочные машины (nпм), шт
— количество углубочных комплексов (nук), шт
Cu
1,3
2,7
0,35
3,55
480
1,95
1,14
6
330
33
430
235
455
27
7
3
3
1
/>Реферат
В данном курсовом проекте было предложено рассчитать механизациюдоставки и откатки рудной массы, стационарные установки для рудника цветной металлургии.
Доставку горной массы в пределах блока осуществляется автосамосваламиМоАЗ-7405-9586 в количестве 2 автосамосвалов на каждом участке.
Откаткугорной массы – электровозами КТ14 в количестве 4 шт. и вагонеток ВГ4,5А.
Водоотливосуществляется центробежными насосами ЦНС 300-120…600. В количестве 1 рабочий,1 резервный, 1 на ремонте.
Проветриваниегорных выработок центробежными вентиляторами ВЦД-47,5У/495. В количестве 1рабочего, для резерва воспользуемся только двигателем.
Снабжениесжатым воздухом производится центробежными компрессорами К-500-61-2 и4М10-100/8.
Подъем полезного ископаемого многоканатным скиповым подъемом,подъемной машиной ЦШ-2,25х6. Отклоняющий шкив поставляется вместе с подъемноймашиной.
Содержание
Реферат
Содержание
Введение
1.Технология ведения и комплексной механизации горных работ
1.1 Общиесведения
1.2 Способ исхема вскрытия месторождения
1.3 Системаразработки
2. Рудничныйтранспорт
2.1 Описаниетехнологического процесса транспортирования горной массы
2.2Самоходный транспорт
2.2.1Тяговый расчет
2.2.2Эксплуатационный расчет
2.2.3 Графикорганизации движения
2.3Электровозный транспорт
2.3.1Тяговый расчет
2.3.2Эксплуатационный расчет
2.3.3 Графикорганизации движения
2.4Ленточный конвейер
3.Эксплуатационный расчет водоотливной установки
3.1 Технологическаясхема водоотлива
3.2Определение водопритока в шахте
3.3Производительность насоса
3.4Определение напора насоса
3.5 Выбортипа и количества насосов
3.6Обоснование количества нагнетательных ставов и составление гидравлической схемы
3.7 Расчетхарактеристики внешней сети
3.8 Проверкадействительного режима работы насосной водоотливной установки
3.9 Расчетмощности на валу насоса электропривода
3.10 Обоснованиеобъема водосборника
4.Эксплуатационный расчет вентиляторов главного проветривания
4.1 Описаниесхемы проветривания и выбор типа вентилятора
4.2Определение действительного режима работы вентилятора главного проветривания
4.3 Расчетэлектропривода вентилятора главного проветривания
5.Эксплуатационный расчет пневмоснабжения рудника
5.1 Схемапневмосети и потребителей сжатого воздуха
5.2 Расчетпроизводительности и выбор типа компрессора
6.Эксплуатационный расчет подъемной установки
6.1Обоснование и выбор схемы подъема полезного ископаемого
6.2Производительность и грузоподъемность подъемной установки
6.3 Выборподъемных сосудов
6.4 Расчет ивыбор подъемных канатов
6.5 Расчет ивыбор подъемной установки
6.6Расположение подъемной машины относительно оси шахты
7.Организация технического обслуживания и ремонта оборудования
8. Генеральныйплан промышленной площадки рудника
Списоклитературы
Введение
В нашей стране подземным способом добывают около 30% металлическихруд и горно-химического сырья, однако на подземных работах занято значительнобольшее количество трудящихся, чем на открытых работах.
Одним из наиболее важных звеньев в комплексной механизацииподземной добычи руд является процесс перемещения руды от забоя до поверхности,включая операции выпуска, погрузки, доставки ее в пределах очистного блока итранспорта по магистральным выработкам до ствола шахты. На доставку итранспортирование руды приходится около 50% всех затрат по добыче.
Среди горно-механического оборудования, от которого зависитэффективность и надежность работы горных предприятий, значительную иответственную часть составляет стационарные машины и установки. Онипредставляют собой комплексы энергомеханического оборудования, предназначенныедля подъема полезного ископаемого и пустых пород на поверхность, подъема спускалюдей, материалов и оборудования. Осушение месторождения полезного ископаемогои откачки воды из горных выработок на поверхность, искусственного проветриваниягорных выработок, выработки сжатого воздуха, который используется в качествеэнергоносителя некоторых горных машин и механизмов.
Стационарные установки обеспечивают на горных предприятияхблагоприятные условия и эффективность выполнения основных производственныхпроцессов. От надежной и безаварийной работы стационарного оборудования зависятне только производительность труда, но часто и сама возможность ведения горныхработ. Выход из строя приводит к нарушению ритма, а иногда и к остановке работывсего горного предприятия. Поэтому к устройству и эксплуатации стационарныхустановок предъявляются повышенные требования.
/>1. Технология ведения икомплексной механизации горных работ
/>/>
1.1 Общие сведения
Рудничный транспорт рудных шахт представляет собой многозвеннуюсистему, состоящую из различных транспортных машин и установок, выполняющихследующие функции:
— транспортирование полезного ископаемогоот очистных забоев, полезного ископаемого и породы из подготовительных забоевдо околоствольного двора или до поверхности шахты, а также транспортированиеполезного ископаемого по поверхности до склада или до мест погрузки в вагоныжелезнодорожного транспорта и породы в отвал;
— транспортирование с поверхности шахты кочистным и подготовительным забоям и обратно вспомогательных грузов различногоназначениям и оборудования;
— перевозка людей к местам их работы иобратно.
Канатная подъемная установка представляеткомплекс энергомеханического оборудования, предназначенного для обеспечениятранспортной связи подземных горных выработок шахты или глубоких горизонтовкарьера с земной поверхностью. При помощи канатных подъемных установок нагорных предприятиях осуществляют подъем полезных ископаемых и попутных горныхпород, а также спуск подъем и подъем людей, материалов и оборудования.
Водоотливная установка служит для откачкиподземных вод из дренажных горных выработок шахт.
Вентиляторные установки на горныхпредприятиях служат для проветривания горных выработок и поддержания в нихкомфортных условий труда путем создания атмосферных условий, при которых составвоздуха соответствует требованиям отраслевым ПБ.
/>
1.2 Способ и схема вскрытия месторождения
Способ вскрытия.
Вскрытие месторождения осуществляется тремя вертикальными стволами.
Главный ствол (рудовыдачной) оснащен скипо-клетевым подъемом, вспомогательные стволы — клетевым с противовесом.
Схема вскрытия.
Схема вскрытия принимается в зависимости от схемы проветривания.Принимаем фланговую схему проветривания, по вспомогательному стволу, пройденныйвозле главного ствола, воздух подается, а по второму вспомогательному стволу — выдается.
/>
Рис.1.1. Схема вскрытия месторождения
/>1.3/>/>Система разработки
Для данного месторождения с учетом его горно-геологическиххарактеристик применим сплошную систему разработку с двухслойной выемкой иприменением самоходного оборудования.
/>
2. Рудничный транспорт
/>
2.1 Описание технологического процесса транспортирования горноймассы
Схему транспортирования предопределяет принятая схема вскрытия исистема разработки.
Доставка при сплошной системе разработки с двухслойной выемкой сприменением самоходного оборудования подразумевается погрузка горной массыпогрузчиком в автосамосвалы. При длине доставке, Lдост =350, этоткомплекс является наиболее эффективным, т.к. средняя длина доставкиавтосамосвалов при их максимальном использовании является 300-600м.Автосамосвал разгружается в рудоспуск.
Откатка горной массы до околоствольного двора осуществляетсяэлектровозным транспортом. Вагонетки загружаются под рудоспуском с помощьювибролюков. В околоствольном дворе вагонетки разгружаются с помощью опрокида вбункер, а затем грузят в скипы. Скип поднимается по стволу, разгружается, поконвейеру горная масса поступает на обогатительную фабрику.
/>
рис 2.1. Технологическая схема доставки, транспортирования иподъема
/>
/>
Рис.2.2. Типовые сечения горных выработок,штрека, квершлага, ствола
2.2 Самоходный транспорт
Выберем отечественный автосамосвал с дизельным приводом,грузоподъемностью 22 т, МоАЗ-7405-9586.(1.стр83 табл.5.4)
Техническая характеристика автосамосвала МоАЗ-7405-9586Параметры Значение
Грузоподъемность, т
Мощность привода, кВт
Скорость максимальная, км/ч
Габариты, мм:
— длина
— ширина
— высота
Масса, т
22
140
40
8610
2850
2630
19,5
/>
2.2.1 Тяговый расчет
Сила тяги автосамосвала, развиваемая на уклоне
/> (2.1)
где G0, G — масса соответственно машины и груза, т;ω0 — основное удельное сопротивление движению машины, Н/кН (ω0=80-100для дорог без покрытия, с зачисткой)(1.стр.93); ωкр=(0,05÷0,08)ω0 — дополнительное сопротивление движениюна криволинейных участках, Н/кН (ωкр=0,05·100=5 Н/кН); Wв — дополнительное сопротивление воздуха, Н/кН (Wв = 0 — при скоростидвижения менее 20 км/ч); i — удельное сопротивление на уклоне, Н/кН (i=3Н/кН);а — ускорение трогания, м/с2 (а=0,4-0,5).
Сила тяги в грузовом направлении движения автосамосвала вверх
/>
Сила тяги в порожняковом направлении движения автосамосвала вниз
/>
Скорость машины, зависимая от условия движения машины
/> (2.2)
где N — мощность двигателя машины, кВт; ηт=0,72÷0,75 — коэффициент полезного действия гидромеханической передачи,(ηт=0,75); ηк — коэффициент полезного действияколеса, (ηк=0,95).(1.стр92)
Скорость машины в грузовом направлении движения вверх
/>
Скорость машины в грузовом направлении движения вниз
/>
Предельный угол преодолеваемый машиной при трогании на подьем.
/> (2.3)
/>
Сцепной вес машины при двух ведущих колесах
/> (2.4)
Сцепной вес машины в грузовом направлении движения
/>
Сцепной вес машины в порожняковом направлении движения
/>
Максимальная сила тяги по условию сцепления ведущих колес машины сдорогой, которую способна развить машина
/> (2.5)
где ψ — коэффициент сцепления пневмошин с дорогой,(ψ=0,5-дороги забойные, в крепких породах, дорожное покрытие мокрое,слегка загрязненное).
Максимальная сила тяги в грузовом направлении движения
/>
Максимальная сила тяги в порожняковом направлении движения
/>
Т.к. Fmax(гр)>Fгр, Fmax(пор)>Fпор, томашина может перемещаться на данном уклоне.
Тормозной путь до полной остановки при груженом направлениидвижения по уклону вниз
/> (2.6)
где kин — коэффициент инерции вращающихся масс длямашин с гидромеханической передачей, (kин = 1,03 — в режиме движенияс грузом); Vн — начальная скорость, м/с (Vн = Vгр).
/>
Тормозной путь, пройденный за время реакции водителя
/> (2.7)
где tp = 0,5÷0,6 с — время реакции водителя, с(tp = 0,6).
/>
Полный тормозной путь с учетом времени реакции водителя и действиятормозов
/> (2.8)
/>
2.2.2 Эксплуатационный расчет
Время погрузки одного автосамосвала в комплексе с ковшовымпогрузчиком
/> (2.9)
где Vкуз — вместимость кузова, м3; kз.к.-коэффициент загрузки кузова, (kз.к.=0,9);
tц — время цикла черпания грузонесущим органом, с (tц=50с); kман — коэффициент, учитывающий время, затрачиваемое на маневрымашины в забое, (kман=1,2); ξ — коэффициент, учитывающий время,затрачиваемое на разборку негабарита, (ξ=1,15); Vк — вместимость ковша погрузчика, м3; kз — коэффициент заполненияковша, (kз=0,8).
/>
Продолжительность движения машины в грузовом и порожняковомнаправлениях
/> (2.10)
где Lдост — длина доставки, км; kс.х.-коэффициент, учитывающий среднеходовую скорость движения, (kс.х.=0,75при Lдост=0,35 км).[1, стр90]
/>
Время разгрузки зависит от конструктивного исполнения кузоватранспортной машины, для автосамосвалов с опрокидным кузовом tраз=0,7мин.
Продолжительность маневров в забое tм.з. и у местразгрузки tм.р. зависит от конкретных условий эксплуатациитранспортных машин и определяется хронометражными наблюдениями, т.е. по графикуорганизации работ. tм.з.=1мин, tм.р.=1 мин.
Продолжительность ожидания машины на разминовках tразм=2мин.
Продолжительность одного рейса транспортной машины
/>=4+6,2+0,7+1+1+2=14,9 мин (2.11)
Эксплуатационная сменная производительность одной транспортноймашины, автосамосвала
/>
где kи — коэффициент использования машины, (kи=0,8)[1, стр89];kн — коэффициент неравномерности грузопотока, (kн=1,5 приотсутствии аккумулирующей емкости).
/> (2.12)
Сменная производительность рудника
/>
где nдн — количество рабочих дней в году, (nдн=251дней, режим работы рудника); nсм — число рабочих смен в сутки повыдаче полезного ископаемого, (nсм=2 смены).
Сменная производительность первого участка
/> (2.13)
где nуч — число участков на руднике, (nуч=3).
Расчетное число рабочих транспортных автосамосвалов наэксплуатируемом участке
/> принимаем 2 автосамосвала (2.14)
Инвентарное число машин с учетом машин, находящихся в резерве иремонте
/>автосамосвалов (2.15)
Сменный пробег рабочих автосамосвалов
/> (2.16)
где kх — коэффициент, учитывающий холостой пробегмашины на заправку, к пунктам обслуживания и т.д., (kх=1,2).[1,cтр92]
/>
/>
2.2.3 График организации движения
График организации движения автосамосваловна первом участке представлена на рис. 2.3.
/>
Рис.2.3. График организации движения автосамосвалов
/>/>2.3Электровозный транспорт
Электровоз принимается по сцепному весу в зависимости отпроизводственной мощности рудника, при мощности Aгодш=1,3млн.т./год, сцепной вес электровоза равен Рсц= 140 кН.
Принимаем электровоз КТ14
Техническая характеристика электровоза КТ14 [1, стр154]Параметры Значение
Масса, т (сцепной вес, кН)
Габариты, мм
— длина
— ширина
— высота
Жесткая база, мм
Часовая/длительный режим
Сила тяги, кН
Сила тока, А
Скорость, км/ч
Двигатель
— тип
— мощность, кВт
14 (140)
5800
1350
1650
1700
27/14
204/122
11,5/14
ДТН45
2х46
Выбор вагонетки производим учитывая длину откатки ипроизводительность рудника, при Lотк=3,55 км и Aгодш=1,3млн.т./год, принимаем ВГ4,5А. [1, стр151]
Техническая характеристика ВГ4,5А [1, стр140]Параметры Значение
Вместимость кузова, м3
Грузоподъемность, т
Колея, мм
Длина по буферам, мм
Ширина кузова, мм
Высота от головки рельса, мм
Жесткая база, мм
Диаметр колеса, мм
Масса, кг
4,5
13,5
750; 900
4100
1350
1550
1250
400
4500
/>
2.3.1 Тяговый расчет
Масса поезда при трогании на подъем на засоренных путях упогрузочных пунктов
/> (2.17)
где Р — масса электровоза, т; ψ — коэффициент сцепления колесэлектровоза с рельсами, (ψ=0,17 — поверхность рельсов влажные, практическичистые. Условие движения без подсыпки песка)[1,177с, табл 10.2]; ωг — удельное сопротивление движению, Н/кН (ωг=5 Н/кН); ωкр — удельное сопротивление на криволинейных участках, Н/кН (ωкр=6Н/кН); ip — руководящий уклон пути, Н/кН (ip=3 Н/кН); а — ускорение при трогании, м/с2 (а=0,03 м/с2)[1, стр178].
/>
Число вагонеток в составе
/> (2.18)
где Vв — вместимость кузова вагонетки, м3;γ — насыпная плотность транспортируемой горной массы, т/м3; G0 — масса вагонетки, т.
/>
Параметры состава
— масса груза в одном вагоне
/> (2.19)
— масса порожнего поезда
/> (2.20)
— масса груженого поезда без локомотива
/> (2.21)
— длина поезда
/> (2.22)
где lэ,lв — длина соответственно электровозаи вагонетки, м.
Проверка массы поезда по условию торможения
Удельная тормозная сила
/> (2.23)
Согласно ПБ на преобладающем уклоне при перевозки грузов тормознойпуть lт=40 м.
Допустимая скорость груженого поезда (км/ч) на расчетномпреобладающем уклоне />пути
/> (2.24)
Проверка массы поезда по условию нагрева тяговых двигателейэлектровоза
Сила тяги, отнесенная к одному тяговому двигателю в грузовом F’ги порожняковом F’п направлениях
/>(2.25)
/> (2.26)
где nдв — число тяговых двигателей; ωп — удельное сопротивление движению порожних вагонеток, Н/кН (ωп=8Н/кН).
Согласно электромеханической характеристике электродвигателяДТН45, полученным значениям силы тяги соответствуют токи Iг=40 А, Iп=70А.[1, стр168.рис10.7]
/>
/>
Рис.2.4. Электромеханическая характеристика ДТН45
Время движения груженого состава определим исходя из скоростидвижения допустимой по торможению
/> (2.27)
где Lг — длина пути в грузовом направлении, км; kг — коэффициент, учитывающие снижение скорости в периоды разгона и торможения, (kг=0,75);Vг — скорость движения в грузовом направлении, км/ч (Vг=Vдоп.г.=14км/ч).
/>
При силе тока Iп=70 А, скорость движения поезда впорожняковом направлении по электротехнической характеристике Vп=28км/ч.
Время движения порожнякового состава
/> (2.28)
где Lп — длина пути в порожняковом направлении, км; kп — коэффициент, учитывающие снижение скорости в периоды разгона и торможения, (kп=0,8)[1, стр179].
/>
Продолжительность пауз θц включаетпродолжительность разгрузки в опрокидыватели tразгр=0,67 мин,загрузке под люком tзагр =2 мин и резерв времени на различныезадержки (10 мин)[1, стр185]
/> (2.29)
Продолжительность одного рейса
/> (2.30)
Эффективный ток тягового двигателя
/> (2.31)
где α — коэффициент, учитывающий дополнительный нагревдвигателей при выполнении маневров (α=1,3 — для контактных электровозов).
/> (2.32)
Длительный ток электровоза определяем по его техническойхарактеристике Iдл=122А, т.к. Iэф
Длина разминовки
/> (2.33)
Вывод: в результате расчетов принимаем наименьшее значение массыгруженого поезда исходя из условии четырех проверок
2.3.2 Эксплуатационный расчет
Число рейсов одного электровоза в смену
/> (2.34)
где kэ — коэффициент, учитывающий время подготовкиэлектровоза к эксплуатации (kэ=0,8 — для контактных электровозов)[1, стр181].
/> />
Число рейсов в смену необходимое для вывоза горной массы присуммарной сменной производительности
/>, (2.35)
где kн — коэффициент неравномерности работы поступлениягруза (kн=1,25 — при наличии аккумулирующей емкости)[1, стр181]; nл,nм — число рейсов на одно крыло соответственно с людьми ивспомогательными материалами, (nл=2, nм=2).
/>рейсов
Число электровозов необходимых для работы
/>электровозов (2.36)
Инвентарное число электровозов
Nи=Nр+Nрез,
где Nрез — число резервных электровозов, (Nрез=2при Nр=5).
Nи=7+2=9 электровозов (2.37)
Сменная производительность одного электровоза
/>1313,5 (т·км) (2.38)
Необходимое число вагонеток
zв.п.=1,25·z·Np+zв.м., (2.39)
где zв.м — число вагонеток, транспортирующихвспомогательные материалы, (zв.м=4).
zв.п.=1,25·7·7+4 = 66 вагонеток
Расход энергии на электровозный транспорт
Расход энергии за один рейс, отнесенный к колесам электровоза
/>, МДж (2.40)
/>
Расход электровозом энергии за 1 рейс, отнесенный к шинамподстанции
/> (2.41)
где ηэ — КПД электровоза (ηэ=0,6);ηс — КПД тяговой сети (ηс=0,95); ηп — КПД подстанции (ηп=0,93)[1, стр181].
/>
Удельный расход энергии на шинах подстанции за смену, отнесенный к1 т·км транспортируемого груза
/> (2.42)
Общий расход энергии за смену
/> (2.43)
Коэффициент одновременности
/> (2.44)
Средний ток
/> (2.45)
Потребная мощность подстанции
/> (2.46)
где U — напряжение сети, В.
/>
Максимально допустимую длину участка по одну сторону от тяговойподстанции определяют по условиям падения напряжения
/> (2.47)
где ΔU — допустимое падение напряжения в контактной сети,которое при наибольшей нагрузке не должно превышать 15-20%, В (ΔU =0,2·220=44В);
/> — среднее сопротивлениеконтактного провода и рельсовых путей, Ом/м (Rср = 0,105+0,028=0,133Ом/м).
/>
Т.к. Lу
2.3.3 График организации движения
Приведем организацию движения электровозов на первом участкерудника. Где число рабочих электровозов примем, Np = 2. Примениморганизацию движения с закреплением электровоза за определенным составом,электровоз протягивает состав в процессе погрузки и разгрузки. При такойорганизации движения упрощается диспетчерское управление.
График организации движения электровозов приведена на рис. 2.5
/>
Рис.2.6. График организации движенияэлектровозной откатки
2.4 Ленточный конвейер
Часовая производительность конвейера
/> (2.48)
где tсм — продолжительность смены, ч; kи — коэффициент использования конвейера, (kи=0,9).
/>
Необходимая ширина ленты конвейера[1, стр 272 ]
/> (2.49)
где kп — коэффициентпроизводительности, (kп =550 при δ = 200, φд=200);[1, таб.15.4]kв — коэффициент снижения площади поперечного сечения горной массы на ленте взависимости от угла наклона конвейера, (kв=1 — при 0 угле наклонаконвейера)[1, стр271]; k1 — коэффициент, учитывающий условияэксплуатации, (k1=1 — для стационарных установок); V — скоростьдвижения ленты, м/с (V=2,5м/с)[1, стр271]; γ — насыпная плотность, т/м3.
/>
Проверяем ширину ленты по кусковатости руды
/> (2.50)
где аmax — наибольший размер куска, мм (аmax=300мм).
/>
Принимаем ленту шириной 800 мм, которая удовлетворяет требованияпо кусковатости транспортируемой руды. В=800 мм.[1, стр249, табл15.2]
Масса груза на 1 м конвейера
/> (2.51)
На конвейере на верхней ветви установлены трехроликовые опоры, прирасстоянии между опорами lв=1м, масса вращающихся частей вернейроликоопор Gв=22 кг. На нижней ветви установлены однороликовыеопоры, lн=2 м, Gн=7,7 кг.
Масса вращающихся частей роликоопорсоответственно в верхней и нижней ветви.
/>/> (2.52)
Линейная масса резинотросовой ленты 2РТЛО-500 шириной 800 мм, прочность 500H/мм. имассой 20,5 кг/м/>
qл = В · mл=800·20,5=16,4 кг/м (2.53)
Для определения натяжения и запасапрочности ленты выполним тяговый расчет ленточного конвейера методом обходаконтура по точкам с учетом конфигурации трассы и схемы обводки лентой барабана.
5 />/>/>
/>/>/>Рис.2.7.Схема ленточного конвейера и его привода.
Сопротивление перемещению груженой ленты на верхней ветви
/> (2.54)
где Lконв — длина конвейерной ленты, м; g — ускорениесвободного падения, м/с2; β — угол наклона конвейерной ленты,(β=0); ω — коэффициент сопротивления движению ленты по роликовомуставу, (ω=0,04).
/>
Сопротивление перемещению порожней ленты на нижней ветви
/> (2.55)
/>/>
Составим систему уравнения
/>/> (2.56)
Минимальное натяжение ленты у привода на сбегающей ветви поусловию её пробуксовки
/> (2.56)
где kт — коэффициент запаса тяговой способностипривода, (kт=1,5); kд — коэффициент, учитывающийперегрузку ленты при пуске и торможении конвейера, (kд = 1); eμα — тяговый фактор привода конвейера (eμα =3,52 — приα=1800 — угол обхвата, футерованный резиной при сухих условияхработы конвейера).
Обычно для горизонтальных конвейеровнатяжение у привода S’min=S1=Sсб, а S’max=Sнаб=S4,следовательно,
/>
Решая уравнения получим
S1=1881 Н; S4=4415Н.
Запас прочности ленты
/> (2.57)
Мощность привода конвейера
/> (2.58)
где kзап — коэффициент запаса, (kзап=1,2);η — коэффициент использования электропривода во времени, (η=0,85).
/>/>
3. Эксплуатационный расчет водоотливной установки
/>
3.1 Технологическая схема водоотлива
Опытом эксплуатации и технико-экономическим сравнениемустановлено, что одноступенчатая схема является наиболее экономичной. Откачкаводы из водосборника на поверхность обеспечивается одним насосным агрегатом.
/>
Рис. 3.1. Схема одноступенчатого водоотлива
3.2 Определение водопритока в шахте
Нормальный суточный водоприток
/> (3.1)
где kв — коэффициент водообильности; Dк — количество календарных дней в году.
/>
Максимальный суточный приток
/> (3.2)
где kкр — коэффициент кратности водопритока.
/>
/>
3.3 Производительность насоса
При откачке нормального водопритока
/>, (3.3)
где Т — нормативное время откачки суточного притока воды всоответствии с правилами безопасности, ч (Т=20 ч — для рудных шахт).
/>
При откачке максимального притока воды
/> (3.4)
3.4 Определение напора насоса
Расчетный напор насоса
/> (3.5)
где Нг — геодезическая высота насосной установки, м; Нвс — высота всасывания насоса, м (Нвс = 8м); Нн — высотанагнетания, м (Нн=Нш=480- м); Нсл — высотаслива на поверхности, м (Нсл=2м).
Нр=3+480+2=485 м
3.5 Выбор типа и количества насосов
Выбираем центробежный насос по графику зон промышленногоиспользования насосов (Рис.3.2). Насос принимаем по расчетным значениям подачиQp и напора Нр. Необходимо учитывать, что главныеводоотливные установки оборудуются обычно однотипными насосными агрегатами. Этосвязано с заменами запасных частей насоса. При этом стремятся выбрать насосытаким образом, чтобы расчетные значения обеспечивались одним насоснымагрегатом.
При Qp = 347 м3/ч и Нр =485 м,выбираем насос ЦНС- 300-600
/>
Рис. 3.2. Зоны промышленного использования насосов типа ЦНС
Расчетные параметры для дальнейшего расчета выбираются поиндивидуальной характеристике насоса при максимальном КПД. Индивидуальнаяхарактеристика представлена на рис.3.5. При ηmax=71
%, Qн=380 м3/с; Нр.к.=110 м; Нвс=18м.
Количество колес для обеспечения подачи напора на глубине шахтыопределяем по выражению
/>колес (3.6)
Количество насосов для откачки суточного водопритока понормальному водопритоку
/> (3.7)
где Qн — производительность насоса, м3/с.
/>
3.6 Обоснование количества нагнетательных ставов и составление гидравлическойсхемы
Главная водоотливная установка должна быть оборудована не менеечем двумя нагнетательными трубопроводами, один из которых является резервным.
Принимаем кольцевую схему соединения с параллельным включениемкоммутационных задвижек. В этом случае нагнетательные трубопроводы 8 и 9соединяются между собой перемычками 5. На каждой перемычке устанавливаются двекоммутационные задвижки 10, между которыми через тройники подключаются насосы4.
/>
Рис. 3.3. Гидравлическая кольцевая схема
3.7 Расчет характеристики внешней сети
Расчетным путем определим характеристику внешней сети водоотливнойустановки для наиболее удаленного участка сети.
Внутренний диаметр нагнетательного трубопровода
/> (3.8)
где Vн — скорость движения воды в нагнетательномтрубопроводе, м/с (Vн=2 м/с).
/>
Внутренний диаметр всасывающего трубопровода
/> (3.9)
где Vн — скорость движения воды во всасывающемтрубопроводе, м/с (Vн=1,5 м/с).
/>
Коэффициенты местных гидравлических сопротивлений в нагнетательноми всасывающем трубопроводе
/>/> (3.10)
Постоянная трубопровода
/> (3.11)
где lвс — длина всасывающего трубопровода, м (по рис3.3);
lвс=l1+l2=3+3=6 м (3.12)
lн — длина нагнетательного трубопровода, м (по рис 3.3);
lн=lпов+Hш+lходка+b2+lкамеры+hкамеры=30+480+20+3+30+2=565м (3.13)
/>,/> — эквивалентная длина арматурывсасывающего и нагнетательного трубопровода.
/> (3.14)
/> (3.15)
где ξс, ξк.п., ξо.к.,ξу.к., ξз.к., ξз, ξт — гидравлические коэффициенты потерь соответственно в приемной сетке, приемномклапане, обратном клапане, угловом колене, закругленном колене, задвижке,тройнике (ξс=2,51, ξк.п.=0,5, ξо.к.=1,7,ξу.к.=0,32 — при угле поворота 1350, ξз.к.,=1,265- при повороте 900, ξз=0,07, ξт=1,5);
nо.к., nу.к., nз.к., nз.,nт. — число обратных клапанов, угловых колен, закругленных колен, задвижек,тройников (nо.к.=1, nу.к.=2, nз.к.=3, nз.=2,nт.=2).
/>
/>
/>
Расчет напорной характеристики внешней сети водоотливной установкипроизводится по формуле
/> и ведется в табличной форме
Q, м3/ч 95 190 285 380 475 570 665
Rтр·Q2, м 4,5 18 40,6 72,2 112,8 162,5 221,1
Нс 485 489,5 503, 525,6 557,2 597,8 647 706,1
Графики характеристик напорной внешней сети и насоса представленына рис.3.5. Работа насоса с шестью и семью рабочими колёсами не обеспечиваетвыдачу на поверхность нормального суточного водопритока, следовательно,принимаем насос с восемью рабочими колесами.
Пересечение кривых характеристики внешней сети и техническойхарактеристики напора насоса на 4 рабочих колес (т.С), является действительнымрежимом работы насоса.
Ннд = 560 м; ηнд = 71 %; Qнд=390 м3/ч.
/>/>
Рис.3.4. Определение действительного режима работы насоснойустановки
3.8 Проверка действительного режима работы насосной водоотливнойустановки
Проверка режима работы на обеспечение необходимой подачи
Qнд > Qр; 390м3/ч > 347 м3/ч
Проверка режима работы на экономичность
ηнд > 0,9·ηmax; 71 % > 65%
Проверка режима работы на обеспечения напора
Ннд >Нг (Нш); 560м > 485 м
Водоотливная установка проверяется на время для откачкинормального водопритока. Которое должно быть не менее 20 ч.
/>
3.9 Расчет мощности на валу насоса электропривода
Мощность на валу насоса электродвигателя
/>/>
Расчетная мощность Np электродвигателя рассчитывается
Nр.эл.дв.=(1,1÷1,15)·Nв=1,15·/>=103,5 кВт
На водоотливных установках горных предприятий используетсяэлектропривод, работающий в длительном режиме с относительно постояннойнагрузкой. Применительно к такому режиму работы наиболее экономичны асинхронныеэлектродвигатели с короткозамкнутым ротором, которые получили наибольшеераспространение на водоотливных установках.
По мощности электродвигателя Nр.эл.дв = 103,5 кВт исинхронной частоте вращения 1500 мин-1 принимаем ближайший большийпо мощности электродвигатель, 4А280-4, Nэл.дв.=110 кВт, КПД = 92,5%.
3.10 Обоснование объема водосборника
Объем водосборника определяется по формуле согласно требованиямЕПБ.
Qвод > 4·Qнорм, следовательно объемводосборника равен Qвод=4·300 = 1200м3.
Параметры водосборника (ширину, длину, высоту) подбираем такимобразом, что бы его объем был равен 1200 м3.
Ширина а = 8м. Высота h = 6 м. Длина l = 25 м.
4. Эксплуатационный расчет вентиляторовглавного проветривания
4.1 Описание схемы проветривания и выбор типа вентилятора
Схема проветривания рудника фланговая, по вспомогательному стволу,пройденный параллельно главному, свежий воздух подается, по второмувспомогательному — выдается.
Способ проветривания нагнетательный, так как применяется в шахтахопасных по взрыву газа и пыли. На таких рудниках главные вентиляторныеустановки могут состоять из одного агрегата с резервным электроприводом.
Выбор вентилятора главного проветривания производится по графикупромышленного использования центробежных вентиляторов. Выбор центробежныхвентиляторов обоснован тем, что они являются более производительными посравнению с осевыми.
По расходу воздуха Qвозд=430 м3/с,максимальным и минимальным депрессиям, hmin = 235мм.вод.ст.=235/0,102=2304Па, hmax=465мм.вод.ст.=455/0,102=4461 Па, по рис. 4.1.,
примемвентиляторВЦД-47,5У/495.
/>
Рис.4.1.Графикпромышленного использования центробежных вентиляторов.
/>4.2 Определениедействительного режима работы вентилятора главного проветривания
Характеристика внешней сети для минимальной и максимальнойдепрессии определяются по общему уравнению
/> (4.1)
где Нс — сопротивление внешней сети вентиляторнойустановки, Па; Q — расход воздуха, м3/с; Rc — коэффициентсопротивления внешней сети.
Коэффициент сопротивления сети при минимальной депрессии
/> (4.2)
Коэффициент сопротивления сети при максимальной депрессии
/> (4.3)
Расчеты характеристики внешней сети в начале и конце эксплуатацииведем в табличной форме
/>/> (4.4)
Q, м3/с 107 322 430 645 752 860
/> 141,9 1285,6 2292,7 5158,7 7012,2 9171
/> 274,7 2488,4 4437,6 9984,6 13572,1 17750,4
Пополученным табличным значениям на индивидуальной характеристике вентиляторастроим кривые h1, h2 (Рис.4.2.).
/>
Рис.4.2.Характеристикавентилятора ВЦД-47,5У и характеристика сети
Регулирование режимов работы вентилятора производится изменениемугла установки лопастей направляющих аппаратов.
Угол установки лопастей направляющих аппаратов определяется попересечению перпендикуляра, исходящий из расхода воздуха необходимый дляпроветривания шахты, и кривых характеристик углов установки лопатокнаправляющего аппарата на вентиляторе. Определяются статические давления присоответствующих углов.
Время,через которое необходимо заменить установку угла лопаток
/>года (4.5)
/>лет (4.6)
/> лет (4.7)
/>лет (4.8)
Резерв производительности вентилятора
— в начале эксплуатации
/> (4.9)
— в конце эксплуатации
/>, (4.10)
где />,/>-необходимый расход воздуха,принимаемый по заданию
4.3 Расчет электропривода вентилятора главного проветривания
Мощность электропривода
— в начале эксплуатации
/> (4.11)
— в конце эксплуатации
/> (4.12)
Необходимую мощность привода определяем по большей из полученныхрасчетов.
Принимаем электропривод сдсз-2-17-76-12. N=4000кВт, частотавращения. 500 мин-1, КПД 95,5%.
5. Эксплуатационный расчетпневмоснабжения рудника
5.1 Схема пневмосети и потребителей сжатого воздуха
50
150 />
БЗМ
/>/>ЦЦ/> /> /> /> /> /> />
480 /> /> /> /> /> />
ЦКС Рис.5.1. Расчетная схема централизованного снабженияподземных горных работ сжатым воздухом
Таблица5.1.
Техническиехарактеристики потребителей сжатого воздуха на каждой стрелке (см. схему)Потребители сжатого воздуха Обоз-наче-ние Кол-во
qi, м3/мин
pi, бар
kиз
kодн Перфораторы БП 5 3,5 5,0 1,15 0,65 Вентиляторы ВМП ВМ 3 5,0 4,0 1,0 1,0 Погрузочные машины ПМ 3 22 5,0 1,1 0,4 Углубочный комплекс УК 1 - - - - — Перфораторы БП 4 3,5 5,0 1,15 0,65 — вентиляторы ВМП ВМ 2 5,0 4,0 1,0 1,0 — грейферный погрузчик ГП 2 20 5,6 1,15 0,45 /> 5.2 Расчетпроизводительности выбортипа и количества компрессоровУчасток Наименование потребителей Длина участка Число потребителей Путевой расход воздуха 9-8 5БП+3ВМ+3ПМ 100 11 57,12 11-8 5БП+3ВМ+3ПМ 100 11 57,12 10-8 5БП+3ВМ+3ПМ 100 11 57,12 12-7 5БП+3ВМ+3ПМ 100 11 57,12 13-7 5БП+3ВМ+3ПМ 100 11 57,12 15-6 5БП+3ВМ+3ПМ 100 11 57,12 14-6 5БП+3ВМ+3ПМ 100 11 57,12 3-2 5БП+3ВМ+3ПМ 100 8 41,17 20-5 5БП+3ВМ+3ПМ 100 11 57,12 19-5 5БП+3ВМ+3ПМ 100 11 57,12 18-5 5БП+3ВМ+3ПМ 100 11 57,12 16-4 5БП+3ВМ+3ПМ 100 11 57,12 17-4 5БП+3ВМ+3ПМ 100 11 57,12 8-7 Q9-8+Q11-8+Q10-8 200 11 171,36 7-6 Q8-7+Q13-7+Q12-7 250 11 285,61 6-2 Q14-6+Q15-6+Q7-6 250 11 399,85 5-4 Q20-5+Q19-5+Q18-5 300 11 514,09 4-2 Q5-4+Q17-4+Q16-4 350 11 628,33 2-1 Q6-2+Q3-2+Q4-2 440 11 1069,35
/>, м3/мин 5.1
/> - потерисжатого воздуха из-за утечек воздуха во внешней пневмо сети, м3/мин;
/>, м3/мин 5.2
гдеа –величина удельных потерь сжатого воздуха отнесенная к единице длинывоздухопровода, м3/мин, а=0,005 м3/мин; /> - эквивалентнаядлина внешней сети />, м; /> - величина удельныхутечек сж. воздуха в узлах подключения ответвлений пневмо сети, />=0,4; m –количество узлов подключения пневмопотребителей, по схеме.
/>, м
/> м3/мин
/>, м3/мин
Длявыбора компрессора принимают расчетную производительность компрессора.
Выбортипа компрессора для стационарных компрессорных станций обычно производится наоснове технико-экономического сравнения вариантов. Специальными исследованиямиустановлено, что при производительности станции 1000 и более м3/минцелесообразны центробежные компрессоры К-500-61-2.
Принимаем2 компрессора К-250-61-2. и 2 поршневых компрессора 4М10-100/8, для работы впериод минимального потребления сжатого воздуха, т.е. ступенчатогорегулирования.
Техническаяхарактеристика компрессоров приведена в таблице 5.2
Таблица5.2
Техническаяхарактеристика компрессоров 4М10-100/8 и К-500-61-2Параметры Значение 4М10-100/8 К-500-61-2
Производительность, м3/мин 100 525
Абсолютное давление, бар:
— на всасывание
— на нагнетание
1
9
Частота вращения вала, мин-1 500 7636 Мощность компрессора, кВт 540 2030 Расход масла, г/ч 250 -
Электродвигатель
— марка
— мощность, кВт
— напряжение, В
СДК2-17-26-12К
630
6000
СТМ-3500-2
3500
6000 Определение избыточного давления сжатого воздуха на выходе изкомпрессорной станции и расчет пневмосети рудника
Давлениеопределяется из условия нормальной работы наиболее удаленного потребителя
/>, МПа 5.3
/> - относительныепотери давления сжатого воздуха при движении к самому удаленному источнику;
/> - давление сжатоговоздуха у самого удаленного потребителя, />=0,5МПа.
/> 5.4
/> -относительные удельные потери;
/> - длинатруб до наиболее удаленного участка
Расчетведем в табличной форме№ уч
Q, м3/мин
Lтр L
/>
/>
/>
/>
dтр
dтр по ГОСТ 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 9-8 57,12 100 1608 0,00009328 0,009328358 0,50007861 0,509407 151,1572 160 11-8 57,12 100 1608 0,00009328 0,009328358 0,50007861 0,509407 151,1572 160 10-8 57,12 100 1608 0,00009328 0,009328358 0,50007861 0,509407 151,1572 160 12-7 57,12 100 1608 0,00009328 0,009328358 0,50007861 0,509407 151,1572 160 13-7 57,12 100 1608 0,00009328 0,009328358 0,50007861 0,509407 151,1572 160 15-6 57,12 100 1608 0,00009328 0,009328358 0,50007861 0,509407 151,1572 160 14-6 57,12 100 1608 0,00009328 0,009328358 0,50007861 0,509407 151,1572 160 3-2 41,17 100 1608 0,00009328 0,009328358 0,50007861 0,509407 128,3199 130 20-5 57,12 100 1608 0,00009328 0,009328358 0,50007861 0,509407 151,1572 160 19-5 57,12 100 1608 0,00009328 0,009328358 0,50007861 0,509407 151,1572 160 18-5 57,12 100 1608 0,00009328 0,009328358 0,50007861 0,509407 151,1572 160 16-4 57,12 100 1608 0,00009328 0,009328358 0,50007861 0,509407 151,1572 160 17-4 57,12 100 1608 0,00009328 0,009328358 0,50007861 0,509407 151,1572 160 8-7 171,36 200 1608 0,00009328 0,018656716 0,50007861 0,518735 261,812 270 7-6 285,61 250 1608 0,00009328 0,023320896 0,50007861 0,5234 337,9978 350 6-2 399,85 250 1608 0,00009328 0,023320896 0,50007861 0,5234 399,9244 400 5-4 514,09 300 1608 0,00009328 0,027985075 0,50007861 0,528064 453,4716 460 4-2 628,33 350 1608 0,00009328 0,032649254 0,50007861 0,532728 501,3317 520 2-1 1069,35 440 1608 0,00009328 0,041044776 0,50007861 0,541123 654,0176 660
6. Эксплуатационный расчет подъемной установки
6.1 Обоснование и выбор схемы подъема полезного ископаемого
Для подъема полезного ископаемого по главному стволу наиболееэффективным является двухсосудный подъем, т.к. цикл подъема полезногоископаемого в 2 раза короче, чем при однососудном подъеме, т.е. увеличиваетсяпроизводительность подъема.
Подъем полезного ископаемого отдают предпочтение в скипах, т.к. ониявляется более производительным, чем подъем в клетях. Подъем полезногоископаемого в клетях подразумевает выдачу руды в вагонетках, т.к. максимальныйобъем вагонетки, который помещается в клетях, для подъема равен 3 м3.Следовательно, такой подъем не может обеспечить необходимую производительность.Бадьевой подъем не применяется, т.к. он является проходческим оборудованием, ане эксплуатационным.
Принимаем многоканатную подъемную установку, т.к. они применяютсяна большегрузных подъемных установках.
/>
1 — шкив трения
2 — огибающий канат
3 — головной канат
4 — скип
5 — хвостовой канат
Рис.6.1. Схема многоканатной подъемной установки
6.2 Производительность и грузоподъемностьподъемной установки
Полная высота подъема грузов для скиповых установок
Н=Нш+hо+hп, м, (6.1)
где hо — глубина опускания подъемного сосуда нижеосновного откаточного горизонта шахты для его погрузки, м (hо=25 м);hп — высота переподъема сосуда над поверхностью шахты для егоразгрузки, м (hп=25 м).
Н=480+25+25=530 м
Расчетная часовая производительность скиповой подъемной установки
/> (6.2)
где kр — коэффициент резерва, учитывающийнеравномерность поступления грузов к канатному подъемнику, (kр=1,15);zг — число рабочих дней в году, (zг=251 — режим работырудника); tч — нормативное число часов работы подъемной установки, ч(при двух рабочих сменах по 6 ч, tч=12ч).
/>
Наивыгоднейшая грузоподъемность грузовой подъемной установки
/> (6.3)
где ас — коэффициент, учитывающий тип подъемнойустановки в отношении количества подъемных сосудов. (ас=1 — придвухсосудном подъеме); bт — коэффициент оптимальнойпродолжительности подъема (bт=4,5 — для многоканатного подъема);θ — длительность пауз между очередными подъемами, с (θ=20 с).
/>
6.3 Выбор подъемных сосудов
По расчетной наивыгоднейшей грузоподъемности установки, принимаемскип по технической грузоподъемности [2, табл.1.1.]. Выбираем скип 2СН15-1,грузоподъемностью Qгр=20т, масса скипа Qс=10,8т.
6.4 Расчет и выбор подъемных канатов
Масса концевого груза скиповой подъемной установки
Q0=Qгр+Qс=20+10,8=30,8 т (6.4)
Высота расположения подшкивной площадки проходческих копров
hк=hп+hап+hд, м, (6.5)
где hк — высота технологического переподъема сосуда надповерхностью для его разгрузки, м (hп=25м); hап — запасвысоты на случай аварийного переподъема сосуда, м (hап=5м); hд — дополнительный запас высоты до подшкивной площадки, м (hд=2м).
hк=25+5+5=35 м (6.6)
Максимальная длина отвеса
Но=Нщ+hо+hк=480+25+35=540м
При высоте подъема Н
Расчетная линейная масса каната
/> (6.7)
где m’ — запас прочности по концевой статической нагрузке, (m’=8,5- для грузовых подъемных установок); ρ0 — условная плотностьканата, кг/м3 (ρ0=9500 кг/м3); σв — временное сопротивление разрыву проволок каната, Па (σв=1470·106Па);nк — количество канатов, (nк=4).
/>
Примем закрытые проволочные канаты, обладающие преимуществами посравнению с канатами других типов. Диаметр каната, dк=25 мм, σв=1470·106Па,линейная масса р=3,65 кг/м, Fсп=628 кН, Fк=532 кН.[2, стр50табл.1.7]
Проверочный расчет фактического запаса прочности каната
/> (6.8)
где Fсп — суммарное разрывное усилие проволок каната,Н; р — линейная масса каната, кг/м.
/>
Канат считается пригодным для последующей эксплуатации при Н m, 7,81>7,5.
Оценка степени статической неуравновешенности подъемной системы безхвостового каната
/> (6.9)
δст
6.5 Расчет и выбор подъемной установки
Расчетный диаметр барабана
Dно=kD·dk, мм, (6.10)
где kD — коэффициент соотношения между диаметраминавивочного органа и каната, (kD=79 — для многоканатных подъемных машинс отклоняющими шкивами).
Dно=79·25= 1975 мм
Максимальное статическое натяжение головных канатов
Smax=g·(Q0+nк·p·H0)=9,81·(30800+4·3,65·540)=379кН (6.11)
Максимальная разность статических натяжений ветвей канатов длядвухсосудных подъемных установок
Fmax=g·(Qгр-Δ·H), кН, (6.12)
где Δ — разность суммарных линейных масс комплектов хвостовыхи головных канатов (Δ=-р — для установок без хвостовых канатов,Δ=-3,65кг/м).
Fmax=9,81·(20-(-3,65)·540)=19,5 кН
Предварительно выберем подъемную установку со шкивом трения ЦШ- 2,25х6.
Проведем его проверочный расчет по:
— прочности футеровки канатоведущего шкива;
-отсутствию скольжения каната относительно поверхности шкива.
Статическое натяжение поднимающихся и опускающихся ветвей канатов
Sп=Smax=379 кН; Sоп=Smax — Fmax=379-19,5=359,5 кН.
Среднее удельное давление на футеровку шкива трения
/> (6.13)
где DШТ — диаметр шкива трения, м (DШТ=4м).
/>
Необходимое условие выполнено. τдоп=2500 кПа>τ,
где τдоп — допустимое удельное давление нафутеровку шкива трения, кПа.
Условие не скольжения канатов относительно поверхностиканатоведущего шкива
/>, (6.14)
где f — коэффициент трения между канатом и поверхностьюканатоведущего шкива, (f=0,2); α — угол охвата шкива канатом, рад.
/>
Условие выполняется, окончательно принимаем шкив трения ЦШ-2,25х6.
Табл.6.1. Техническая характеристика подъемных машин смногоканатным шкивом тренияПараметры Значение
Допустимое статическое натяжение каната Sд, кН
Допустимая разность статических натяжений каната Fд, кН
Передаточные отношения редукторов
Масса шкива трения mмi, т
Момент инерции отклоняющих шкивов Jшк, т·м2
500
150
7,35;10,5;11,5
8,0
4,0
Dно
Отклоняющие шкивы многоканатных подъемных машин поставляетсякомплектом с выбранной машиной и имеют тот же диаметр, что и канатоведущиешкивы трения.
6.6 Расположение подъемной машины относительно оси шахты
Подъемные машины с многоканатными шкивами трения располагаются надустьем шахтных стволов в верхней части башенных копров. При таком расположенииподъемных машин основным расчетным параметром является высота башенного копра,измеряемая от устья шахтного ствола до оси вращения канатоведущего шкива.
Для многоканатной подъемной системы, имеющей отклоняющий шкиввысота копра расчетная равна
hк=hрб+ hс+ hсп+ hтб+hпк+ Rош+hош+ hап, м,
где hрб — высота верхней кромки разгрузочного буккераот уровня устья шахтного ствола, м (hрб=25 м); hс — высота сосуда в положении разгрузки от низа до верхнего зажима каната, м (hс=11,3м);hсп -высота свободного переподъема сосуда до входа в верхнеепредохранительное устройство, м (hсп=3 м — согласно ЕПБ); hтб — длина тормозных брусьев для предохранения головки копра при аварийномпереподъеме сосуда, м (hтб=4 м); hпк — высотапротивометанного канала, м (hпк=0,8м); Rош — радиусотклоняющего шкива, м (Rош=2 м); hош — расстояние повертикали между осями отклоняющего и канатоведущего шкивов, м; hап — дополнительная высота на случай аварийного переподъема, когда тормозной башмаксосуда достигает верхнего окончания тормозных брусьев, м (hап=3,3м).
/>
где В0 — расстояние между отвесами канатов в шахтномстволе, м (В0=2,25 м).
hк=30,5+11,3+3+4+0,8+2+10,1+3,3=70 м
/>
Рис.6.2. Схема расположения одноканатной подъемной машины
/>7. Организациятехнического обслуживания и ремонта оборудования
/>
Ремонт электромеханического оборудования проектируем выполнять посмешанной форме организации ремонта, при которой часть ремонтных сил и средств,(которыми выполняются капитальные ремонты), сконцентрированы в ведении главногомеханика комбината (РМЗ). Остальная часть ремонтных сил и средств, (которымивыполняются все текущие ремонты и технические обслуживания) – в веденииглавного механика рудника (РММ).Таблица 7.1. Смешанная форма организации ремонтовНаименование формы организации ремонтов Виды ППР К Т
Т2
Т1 ТО Смешанная форма ремонта СП СС СС СС СС
СП–ППР выполняются силами специализированных организаций (РМЗ);
СС — ППР выполняются силами РММ подземного рудника.
Ремонт электромеханического оборудования подземного рудникапроектируем выполнять по системе планово — предупредительных ремонтов поагрегатно-узловому методу.
Системой планово — предупредительных ремонтов (ППР), называетсясовокупность взаимосвязанных инженерно-технических и организационныхмероприятий, запланированных во времени и направленных на поддержаниеоборудования в постоянной работоспособности.
Сущность системы ППР заключается в проведении ежесменных осмотровмашин, в результате которых выполняются работы по чистке, мойке, креплению,регулировке и смазке деталей и узлов, а также установления фактическогосостояния деталей и узлов и замене быстроизнашивающихся деталей.
На основе работ профилактического характера к плановым, текущим икапитальным ремонтам составляется ведомость дефектов, где указывается, какие детали,и узлы должны быть заменены при ремонте. По данным составляются нормативысроков службы (ресурсов), деталей, узлов и машин в целом.
Ремонт электромеханического оборудования рудника проектируемвыполнять по агрегатно-узловому методу.
Сущность агрегатно-узлового метода ремонта в том, что машинаразбирается на узлы, а собирается из ранее отремонтированных и готовых узлов,находящихся в оборотном фонде, то есть выполняются только сборочно-разборочныеработы. Поэтому длительность простоя машины на ремонте — минимальная, авыполнение ремонта и изготовление новых узлов в межремонтный периодобеспечивает получение высокого качества ремонтных работ.
Достоинства агрегатно-узлового метода ремонта:
1) сокращение времени технического обслуживания техники иремонтов;
2) высокое качество ремонтных узлов и деталей машин, а такжемонтажа и ремонта.
Согласно принятой системы ремонтов и «Временного Положения о ППР»для заданного количества электромеханического оборудования рудника принимаемследующие виды:
1. Технического обслуживания:
а) ЕО – ежесменное обслуживание;
б) ЕПП – ежесуточная проверка правильности эксплуатации;
в) ТО – техническое обслуживание;
2. Плановых ремонтов:
Т (Т1, Т2) – текущие ремонты;
К–капитальный ремонт;
Ремонтные нормативы приняты по данным «Положения о ППР», и сведеныв табл. 7.2.
Таблица 7.2.
Ремонтные нормативыНаименование одноименного оборудования Тип, марка
Межремонтные периоды, маш·час.
Продолжительность ремонта, ч Трудоемкость ремонта, чел·ч К
Т2
Т1 ТО 1 2 3 4 5 7 Транспортная машина МоАЗ-7405-9586
8460
2820
1410
470
160
32
16
8 1000 192 72 16 Подъемная машина ЦШ 2,25х6
37800
-
3780
630
48
-
12
6 380 - 48 6 Компрессорная установка. К-500-61-2
17520
-
4380
730
24
-
6
2 72 - 12 2 4М10-100/8
27000
2000
3000
1000
720
330
14
20 1300 400 180 45 Вентилятор главного проветривания ВЦД-47,5/490
43800
-
4380
730
96
-
48
2 120 - 48 2 Насос центробежный секционный ЦНС 300-120…600
17520
-
4380
730
24
-
6
2 72 - 12 2
Годовое количество ремонтов определяем расчетно-аналитическимметодом без учета времени, отработанного машиной с начала эксплуатации
/>; (7.1)
/>; (7.2)
/>; (7.3)
/>; (7.4)
/>; (7.5)
где /> - количество однотипных машин; /> - годовоеплановое время работы машин; /> - календарное время в году, ч; />,/>/>и /> - межремонтные периодысоответственно капитальных, текущих (вторых, первых) ремонтов и техническогообслуживания.
Для погрузочной и транспортной машины, компрессорной установки:
/>=5124 ч\год (7.6)
Для насосов и вентиляторов главного проветривания.
/> ч\год (7.7)
Результаты расчета приведены в табл. 7.3.
Годовой объем ремонтных работ определяем по методу трудоемкости повыражению
/> (7.8)
где /> — годовое количество />-тых ремонтов итехнических обслуживаний;/>-трудоемкость />-тых ремонтов итехнических обслуживаний.
Годовоеколичество ремонтных и технических обслуживаний и объем ремонтных работвыполняемых своими силами и силами организации ремонтного оборудованиярассчитываем по выражению
/>, (7.9)
где /> - годовой объем ремонтных работ,маш.·ч; /> -годовой фонд времени работы ремонтного оборудования,·ч; /> - коэффициентиспользования ремонтного оборудования во времени, /> = 0,65 – 0,75 для РММ.
/>/>
Годовой фонд рабочего времени ремонтного оборудованиярассчитывается по выражению
/>, ч, (7.10)
где /> - количество календарных,праздничных и выходных дней в году; /> — продолжительность рабочейсмены, ч; /> -количество смен; /> - коэффициент, учитывающийпростои ремонтного оборудования на ремонтах, (КР= 0,95 – 0,97).
/>
Явочный штат ремонтных работ рассчитываем по выражению:
/>человек (7.11)
где /> - годовой объем ремонтных работ,чел·ч; /> -годовой фонд рабочего времени одного рабочего, ч; /> - коэффициент, учитывающийперевыполнение норм выработки рабочими, занятыми на ремонтах, (/>=1,05).
/>/>
Годовой фонд рабочего времени для одного рабочего:
/>, ч, (7.12)
где /> - время, на которое сокращаетсяпродолжительность рабочей смены в предпраздничные и предвыходные дни, (/>).
/>
8. Генеральный план промышленной площадки рудника
Поверхность современной шахты это комплекс различных зданий,сооружений выполняющих определенные технические функции. Территория, на которойрасположен этот комплекс, называется промышленной площадкой рудника. Она какправила располагается в близи стволов главного, вспомогательного,вентиляционного. Из поверхностного комплекса зданий и сооружений выделяют такназываемые технологические, вспомогательные цехи и объекты бытового ихозяйственного обслуживания. В технологический комплекс главного ствола входитсооружения и оборудования для приема руды и ее технологической обработке. Вэтот комплекс также входит здания, копры скипо-клетьевого подъема с приемнымибункерами, машинными зданиями и тд.
1. Каперглавного ствола
2. Капервспомогательного ствола
3. АБК
4. Конвейернаягалерея
5. Обогатительнаяфабрика
6. Конвейернаягалерея
7. Бункер
8. Конвейернаягалерея
9. Склад
10. Ремонтнаямастерская
11. Вентиляторнаяи калориферная установки
12. Котельная
13. Компрессорнаястанция
14. Установка,для обеззараживания шахтных вод
/>
Список литературы
1. ПуховЮ.С. рудничный транспорт. М., Недра,1991.
2. ГришкоА.П., Шелоганов В.И. Стационарные машины и установки. М., МГГУ,-2004.
3. ПоповВ.М. Рудничные водоотливные установки.
4. КартавыйН.Г. Стационарные машины. М., Недра,-1981.
5. ЗеленскийО.В. Справочник по проектированию ленточных конвейеров. М., Недра,-1986.