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矿井提升运输及排水设计本科论文.doc

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山西大同大学继续教育学院 毕 业 论 文(设计) 题目:矿井提升运输及排水设计 级 别 专 科 专 业 矿井通风与安全 函授站点 忻州函授站 班 级 09级 姓 名 侯德平 指导教师 刘九员 2011 年 6 月 30 日 矿井提升运输及排水设计 作者 侯德平 指导老师 刘九员 摘 要 本设计是根据河北开滦集团东欢坉煤矿的实际数据与资料进行的,年产量60万吨。井田内煤层赋存比较稳定煤层倾角11-12°,平均煤厚4.1m,整体地质条件比较简单,瓦斯涌出量相对较高,涌水量也较大。根据实际的地质资料情况进行井田开拓和准备方式的初步设计,该矿井决定采用立井上下山开采,设计采用综合机械化一次采全高回采工艺,走向长壁采煤法,用全部跨落法处理采空区。对矿井运输、矿井提升、矿井排水和等生产系统的设备选型计算,以及对矿井安全技术措施和环境保护提出要求,完成整个矿井的初步设计。矿井全部实现机械化,采用先进技术和借鉴已实现高产高效现代化矿井的经验,实现一矿一面高产高效矿井从而达到良好的经济效益和社会效益。 关键词:煤矿;设计;提升;运输;排水 目 录 摘 要 I 1 矿井运输 1 1.1井下运输系统和运输方式的确定 1 1.3大巷运输设备 2 1.4列车组成的计算 3 1.5电机车台数的计算 6 2 矿井提升 8 2.1矿井提升概述 8 2.2矿井提升设计的主要依据和原始资料 8 2.3提升设备的选型计算 8 3 矿井排水 18 3.1概述 18 3.2排水设备选型计算 19 总 结 27 参考文献 28 致 谢 29 III 1 矿井运输 1.1井下运输系统和运输方式的确定 本矿井设计年工作330天,每天二班半生产,半班检修,每天提升16小时,矿井先期投产一个采区保证年产量,设计一个综采工作面,一个岩掘队,一个煤掘队首采区设计两条上山。 矿井大巷运输采用矿车运输,首采区上山及区段平巷采用轨道运输。煤炭运输采用胶带输送机运送。 一、运输方式的确定及矿井运输系统 煤炭:回采工作面------区段运输平巷------采区上山------采区煤仓------运输大巷------井底煤仓-----主井箕斗运送到地面。 矸石:工作面------区段平巷------矿车运输-----轨道大巷------副井提升到地面。 材料:副井-------井底车场-------轨道大巷--------采区上山-------区段运输平巷------工作面。 人员:副井-------井底车场-------轨道大巷--------采区上山-------区段运输平巷------工作面。 二、采区运输设备的选型 工作面运煤采用可弯曲刮板输送机,型号是SGZ764/264,区段运输平巷采用可伸缩胶带输送机,型号SDJ,采区上山采用胶带运输机,型号SJD-150。顺槽转载机的型号为SZZ—764/132 三、大巷运输设备 大巷一般采用轨道运输,并选用矿车,牵引设备一般采用电机车,小型矿井亦可采用无机绳运输。大型矿井,采区生产集中矿井一翼走向长度小于3Km,条件适合,技术经济比较优越时,可采用胶带输送机。 矿车类型应根据矿井设计生产能力选择。本矿井应选用底卸式矿车,。年生产能力小于90万吨的矿井,选用一吨固定式矿车和与之相一致的辅助车辆。所以本矿井辅助运输可选用1吨固定矿车和平板车,材料车和人车等辅助车辆根据以上原则,同时参考《矿山固定机械》有关内容,确定选用以下固定设备。 各种设备选型特征如表1-1、表2-2、表1-3所示。 表1-1 可弯曲刮板输送机 型号 运输能力t/h 出厂长度(m) 电动机 型号 功率(Kw) 电压(V) SGD-730/320 700 150 YSB-160 160×2 660/1140 表1-2 可伸缩胶带输送机特征表 型号 运输能力t/h 出厂长度(m) 台数 输送带 与转载机接头(m) 储带长度(m) 电动机 台数 功率(Kw) 电压(V) 功率因数 宽度(mm) 速度m/s SSD800、2×40SJ-80 400 600 2 800 2.0 12 80 2 40×2 660/1140 0.86 表1-3 顺槽转载机特征表 型号 机型 出厂长度(m) 小时运量t/h 电动机 型号 功率(Kw) 电压(V) SZZ-730/132 双边链 43 630 KBY550-132 132 1140 1.3大巷运输设备 大巷一般采用轨道运输,并选用标准矿车,牵引设备一般采用电机车,小型矿井亦可采用无机绳运输。大型矿井,采区生产集中矿井一翼走向长度小于3Km,条件适合,技术经济比较优越时,可采用胶带输送机。 矿车类型应根据矿井设计生产能力选择。年生产能力大于90万吨的矿井,应选用底卸式矿车,辅助运输可选用1.5吨固定矿车和平板车,材料车和人车等辅助车辆。年生产能力小于90万吨的矿井,选用一吨固定式矿车和与之相一致的辅助车辆。根据以上原则,同时参考《矿山固定机械》有关内容,确定选用以下固定设备。(见表1-4、表1-5) 表1-4 架线式电机车主要技术特征表 型号 粘着质量(t) 轨距(mm) 轴距(mm) 速度Km/s 配套电机 外形尺寸 型号 容量 电压(V) ZK10-6/250 10 600 1100 11 ZQ-21 440 250 4490×1044×1600 表1-5 矿车主要技术特征表 名称 型号 名义载重(t) 最大载重(t) 轨距(mm) 轴距(mm) 缓冲器 外形尺寸(mm) 自重(Kg) 3t底卸式矿车 MD3.3-6 3 / 600 1100 双列弹簧式 3450×1400×1200 1800 1t固定箱式矿车 MGC1.1-6A 1 / 600 550 单列弹簧式 2000×880×1150 592 1t平板车 MP1-6A 1 2 600 550 单列弹簧式 2000×880×1150 464 1t材料车 MC1-6A 1 2 600 550 单列弹簧式 2000×880×1150 494 1.4列车组成的计算 在确定电机车粘着质量及矿车形式之后,可以根据运输条件计算列车组成。列车组成的计算按三个条件来确定,分别为:⑴按电机车的粘着质量。⑵按牵引电动机的允许温升。⑶按列车的制动条件。分别计算如下: 1、按电机车的粘着力条件计算 以电机车在最困难的启动条件下启动时,车轮不打滑为计算依据。 Qzh ≤ 式中: P——机车粘着重量,t; Qzh——重车组质量,t; ψ——机车粘着系数,启动ψ= 0.24; Wzh——重列车起动时的阻力系数,取0.0105; I——轨道线路平均坡度 ,i = 3‰; ——列车起动时的加速度 ,= 0.04m/s2; 所以: =99.26(t) 2按牵引电动机允许温升条件计算 式中: Fch——电机车长时牵引力,N; P ——机车重量 α——电机车调车时的电能消耗系数,取1.25; T——机车往返一次的运行时间,min; θ——列车往返一次的运行时间,min; Wzh——重列车运行阻力系数,取0.007; id——等阻力坡度 一般为2‰ ~ 3‰,取2‰; g——重力加速度,取9.8 m/s2; 所以: 其中: 式中: ——列车往返一次的运行时间,min; ——加权平均运距,Km,取1Km; ——重列车的运行速度,Km/h,取6 Km/h; ——空列车的运行速度,Km/h,取8 Km/h; 所以: =23min θ——列车往返一个循环中的休止时间,min,取θ=5min; 所以: =213(t) 3按列车制动条件计算 根据《煤矿安全规程》,列车制动距离,制动时不得超过40m。在车组重量计算时,一般只按运送物料下坡制动不超过40m计算。 列车开始制动时速度等于长时速度,则制动时的减速度为: 式中: ——机车长时制运行速度,取=7.8Km/h; ——制动距离 ,运送物料时取40m; 所以: 按制动条件计算车组重量的最大值是: 式中: ——重车组质量,t; P——机车重量,t; ψ——机车制动时粘着系数,取ψ= 0.17; ——重列车运行的阻力系数,取0.007; I——轨道的平均坡度,取i=3‰; b——列车制动时的加速度 m/s2 由此: =548t 4列车中矿车数量的确定 式中: ——距三个约束条件确定的车组质量中最小者,t; G、G0——分别为矿车的载重或自重,t; 所以: =16台 1.5电机车台数的计算 1机车的加权平均周期运行时间 式中: ——加权平均运距,Km,取1Km; ——重列车的运行速度,Km/h,取6 Km/h; ——空列车的运行速度,Km/h,取8 Km/h; θ——列车运行一个循环中休止时间,min,取5min; 所以: =13.3+10+5 =28min 2每台机车每班可能运行次数: γ= 次/班 式中: ——一个工作班内的运输工作时间,不运人取=7h; —机车的加权平均周期运行时间,min; 所以: γ= =15 次/班 3班产量 Ab=A1 + A2 +…+ An , t/班 式中:A1,A2,…,An——各带区的班产量,t/班; 因为只有一个带区生产,所以: Ab=A1 =2×0.6×4×131×1.4 =880.32t/班 4每班所需运送货载总次数 式中: ——每班矸石产量,t/班; ——生产不均匀系数,取=1.35; ——一列矿车的矿车数,取24辆; ——矿车载重,取3t; 又因为: =0.2 =0.2×880.32 =198t/班 所以: =29次/班 5每班运送总次数 次/班 式中: 取2 所以: =29+2=31次/班 6工作机车台数 =29/15 =1.93台 取2台。 7备用与检修台数 =0.25×2 =0.5台 取1台。 8所需机车总台数 =2+1 =3台 2 矿井提升 2.1矿井提升概述 该矿井设计井型为60万吨/年,考虑设置一对井筒进行提升,即主井和副井进行提升。主井采用箕斗提升,主要负责提煤;副井采用罐笼提升,负责提矸、下料、升降设备和人员等各种辅助提升 提升为主井和副井提升,大巷运输水平为-380m水平,地面井田标高为+20.1m,提升高度为400.1m,故应采用立井多绳摩擦式提升机,副井筒也采用多绳摩擦式提升机进行提升。 2.2矿井提升设计的主要依据和原始资料 该矿井设计生产能力为每年60万吨,年运输矸石12万t,井下运输大巷中采用3t底卸式矿车运煤,辅助运输通过1t固定式矿车、平板车和材料车来完成。东欢坉矿的煤质为优质无烟煤,煤的散体容重为1.3t/m3,矿井工作制度为:一年工作日为330天,每天净提升时间16小时,每天3班作业,每班工作8小时。 该矿采用立井开拓,第一水平高度深380m,第二水平高度深520m。 2.3提升设备的选型计算 1主立井提升容器确定 ⑴一次合理提升量 式中: A —— 矿井设计生产能力,t; c —— 提升不均衡系数,箕斗井为1.1~1.15,取1.15; —— 提升富裕系数,第一水平取1.20; t —— 日提升小时数,取14h; n —— 年工作日数,取300d; —— 一次循环时间,s; 其中: H——提升高度,m; 箕斗井: 其中: ——矿井开采水平垂直深度,m; ——卸载水平至井口水平距离,m,取20m; ——装载水平至井底车场水平距离,m,取20m; ——最大提升经济速度,其中; ——加速度,取0.75; U——箕斗在曲轨上减速与爬行所需的附加时间,取u=10s; ——休止时间,s,取θ=10s; 表2-2 箕斗休止时间 箕斗规格(t) 5及以下 5~9 12 16 20 休止时间(s) 8 10 12 16 20 所以: =400+20+20 =440m = =8.39m/s = =83.6s 所以: =3.6t ⑵选择提升容器规格尺寸 根据Q值及煤的松散容重即可选用6t标准箕斗,根据表中斗箱有效容积,计算一次实际提升量: Q= 式中: 式中: ——煤的松散容重,取,其中1.4为煤的容重,为碎胀系数,取1.1; ——箕斗容积; β——满度系数,取0.9; = =1.27t/m3 所以: Q= =7.5t 根据箕斗实际提升量,选择JDG-6/75×4型多绳摩擦式6t箕斗。箕斗有效容积6.6m3,自重7.9t。 2副立井提升容器的确定 副立井主要担负提升人员、材料、设备、矸石的任务。根据辅助运输设备和井下矸石量,初步选择罐笼型号为GDS-1×2/75×4型1t矿车双层四车罐笼,其自重为7t。 要求最大班工人下井时间一般不超过40min,最大班净作业时间,一般不超过5h(包括提人、材料、矸石…),其中升降工人时间,按工人下井时间的1.5倍,升降其它人员时间,按升降工人的20%,提升矸石按日出矸量的50%;升降坑木、支架按日需量的50%。 ⑴下井人数的确定 因为该矿年产量为60万吨,且工作制度为“三、八制”,二班半采煤半班准备。所以该矿总工作人员为: n= =606 其中管理人员占10%,为60人。井下工人为606-60=546人 所以下井最大工人数546/3=182人 ⑵用提升人员进行验算: 式中: ——每罐提升人数,23人; ——最大作业班下井人数,182人; ——提升加速度,取0.7m/s2; =380+20 =440 其中: ——矿井开采水平垂直深度,m; ——卸载水平至井口水平距离,取20m; ——稳罐附加时间,取=5s; θ——上下人员休止时间,取36s; 所以: = =800200人 满足要求。 ⑶以最大班净作业时间5小时验算 ①提矸石每班作业时间(小时) 式中: ——每日矸石提升量,t; ——每次矸石提升量,t; 所以: =2.1h =126min ②升降其他人员的时间0.2×(min) (60min) =16.96min 0.2×=0.2×16.96 =3.392min ③下坑木、支架按日需量的50%计算; 取0.3h=18min ④下炸药2~4次,取3次;保健车2~4次,取3次;运送设备5~10次,取8次;其他5~10次,取8次; 则:总计3+3+7+7=20次 22×83.6s=27.87min 所以: 总作业时间为:126+3.392+16.96+18+27.87 =3.2h<5h 满足要求。 3提升钢丝绳的选择计算 立井多绳摩擦式提升,宜采用同向捻的提升钢丝绳。 ⑴提升钢丝绳的绳端荷重Qd 箕斗提升时:Qd=(Q+Q2)g,N; 罐笼提升时:Qd=〔Q2+2(G+G0)〕g,N; 式中: Qd —— 钢丝绳绳端荷重,N; Q2 —— 罐笼的质量,kg; Q—— 一次提升量,kg; 2——每次提升的矿车数; G—— 矿车中的装载质量,kg; G0——矿车的质量,kg; G——重力加速度,9.8N/kg; 所以: 箕斗提升时:Qd=(Q+Q2)g =(7500+7900)×9.8 =150920,N 罐笼提升时:Qd=〔Q2+2(G+G0)〕g =〔4656+2×(1000+592)〕×9.8 =76832,N ⑵钢丝绳最大悬垂度 Hc=HH+Ht+Hkˊ,m 式中: Hc——尾绳环的高度,m; HH=Hg+1.5s s——提升钢丝绳的中心距,m; Hg——过卷高度,取6.5m; Ht——提升高度,m; Ht=Hz+Hs+Hx Hz——装载水平至井下运输水平的高度,取20m; Hx——卸载水平至井口的高度,取20m; Hs——井筒深度,m; Hkˊ——提升容器在卸载位置时,容器底部至主导轮轴的高度; Hk′=Hr+Hg+h+H2x Hr——容器全高,m; h——导向轮中心距楼板层面高度,h=0.75R; R——导向轮半径,m; H2x——主导轮中心至导向轮中心的高度,m; 根据所选提升容器查表得箕斗全高为11m,罐笼全高为8m。按《煤矿安全规程》第397条表6规定,取v=6m/s时,过卷高度取6.5m,即Hg=6.5m。 根据井筒断面布置和所选容器得外形尺寸可知,罐笼提升得提升钢丝绳的中心距为1740mm,箕斗提升的提升钢丝绳的中心距为1400mm。 根据主导轮直径为2.8m查表可知H2x=5m,且主导轮半径为R=1.4m。 ①对于箕斗井: HH=Hg+1.5s =6.5+1.5×1.4 =8.6m Ht=Hz+Hs+Hx =20+400+20 =440m Hk′=Hr+Hg+h+H2x =11+6.5+0.75×1.25+5 =23.4m 所以: Hc=HH+Ht+Hkˊ =8.6+440+23.4 =472m ②对于罐笼井: HH=Hg+1.5s =6.5+1.5×1.2 =8.3m Ht=Hz+Hs+Hx =20+440+20 =440m Hk′=Hr+Hg+h+H2x =8+6.5+0.75×1.25+5 =20.4m 所以: Hc=HH+Ht+Hkˊ =8.3+440+20.4 =468.7m ⑶确定钢丝绳每米质量P 箕斗提升: P ,Kg/m 罐笼提升: P ,Kg/m 式中: ——钢丝绳公称抗拉强度,Pa; ——钢丝绳密度,Kg/m3; n——钢丝绳数目; g——重力加速度,m/s2; ma——提升钢丝绳的安全系数; 《煤矿安全规程》规定当钢丝绳悬垂长度不大于1200m时,按下列公式计算ma: 专为升降物料时:ma=7.2-0.0005 人员和物料混合提升时:ma=9.2-0.0005 同时鉴于我国立井多采用抗拉强度为1550N/mm2和1700 N/mm2两种钢丝绳,不妨取钢丝绳的公称抗拉强度=1550N/mm2=1550×106Pa。查表并计算可得钢丝绳密度为9350Kg/m3。 ①对于主井(箕斗井) ma=7.2-0.0005 =6.964 所以: P =1.97 Kg ②对于副井(罐笼井) ma=9.2-0.0005 =8.97 P =1.38 Kg 根据计算出的P值,主井提升钢丝绳决定选用绳6×7股(1+6)绳纤维芯,直径为24.5mm的钢丝绳,其参考质量为212.90Kg/100m,钢丝破断拉力总和为345000N。副井提升钢丝绳决定选用绳6×19股(1+6+12)绳纤维芯,直径为23.0mm的钢丝绳,其参考质量为190.30Kg/100m,钢丝破断拉力总和为312000N。 ⑷验算钢丝绳的安全系数 箕斗提升时: 7.5>6.98 罐笼提升时: 11.2>8.98 所以钢丝绳的安全系数均能满足《煤矿安全规程》的要求。 4多绳摩擦式提升机的选择 提升机的选择是在确定主导轮直径口和钢丝绳最大净张力差Fe后,查提升机特征表确定的。 ⑴主导轮直径 根据《安全规程》规定,摩擦式提升机的主导轮直径D与钢丝绳直径d之比应符合下列要求: 有导向轮时:D≥90d 对箕斗井:D/d=2800/24.5=114>90 对罐笼井:D/d=2800/23=122>90 所以主导轮直径选D=2.8m,主、副井均能满足《安全规程》的要求。 钢丝绳最大静张力Ff的计算,对于等重尾绳及轻尾绳提升系统的Ff。 箕斗提升时: Ff=〔Q2+Q+np(Hk′+Ht)+nqHH〕×g N =〔7500+7900+4×1.97×(23.4+440)+4×1.97×8.6〕×9.8 =187369 N 罐笼提升时: Ff=〔Q2+2(G+G0)+np(Hk′+Ht)+n1qHH〕g N =〔4656+2×(1000+592)+4×1.38×(20.4+440)+4×1.38×8.3〕×9.8 =102187 N ⑶钢丝绳作用在主导轮上的最大静张力差Fc 箕斗提升时: Fc=〔Q+︱ΔHt︳〕g =(7500+0)×9.8 =73500 N 罐笼提升时: Fc=〔4G+(ΔH+1)〕g =(4×1000+1)×9.8 =39210 N 式中: Δ——提升钢丝绳与平衡尾绳总单位质量之差,对于等重尾绳的提升系统Δ=0,上式中Δ取其绝对值; 2.3.5电动机容量选择 本部分内容,不进行运的学和动力学的计算,只进行近似计算: 式中: K——矿井提升阻力系数,箕斗井取1.15,罐笼井取1.2; ——减速器传动效率,取0.92; P——动负荷影响系数,P=1.2-1.4; V——提升速度,V=0.4; P= =924 Kw 根据计算功率选定提升机型号为:JKM-2.8/4(I),其性能特征如下: 主导轮直径2.8m,导向轮直径2.5m,钢丝绳最大净张力差为90KN,钢丝绳允许最大直径为28mm,最大提升速度11.8m/s,减速器的速比11.5,最大扭距为133KN/m,电动机功率为1000Kw,最大允许功率计算值为720Kw,电动机转数为630r/min,最大转数750r/min,传动方式为单电机传动。 3 矿井排水 3.1概述 本井田系底部卵砾石层孔隙水、石炭二迭系砂岩裂隙水与奥灰岩溶水组成本井田承压水力系统。 第四系底部卵砾石层超覆所有基岩含水层露头,由于露头无冲积或残积成因的粘土之类阻隔,所以卵砾石含水层与基岩含水层尤其是与大面积隐伏的奥灰含水层水力联系密切。 裂隙水赋存于向斜盆地内的石炭二迭系粗、中细粒级砂岩地层。裂隙密集,多为张开,宽度大于lmm,实见有20mm以上者,产状近于直立。孔段单位出水量或单位吸浆量普遍高于相邻的开平向斜井田。 奥灰岩溶水产于煤系基底厚度400m以上的白云质和灰质地层之中。历年少量勘探已表明其透水性与富水性强于区内其它所有含水层。 本矿小时正常涌水量为210m3/h,最大涌水量为290m3/h,井型为年产60万吨的中型矿井,属于瓦斯较高的矿井。 矿井主要根据第一水平情况进行设计,采用集中排水系统,对其它水平只作适当地数目。 矿井排水系统见图3-1。 图3-1 矿井排水系统简图 排水系统:主排水设备设置在第一水平,第二水平的涌水量由辅助排水设备排至上一水平的水仓中。然后由主排水设备排至地面。 3.2排水设备选型计算 1水泵型号及台数 ⑴水泵最小排水量的确定 正常涌水量时: QB′==1.2Q m3/h 式中: QB′——水泵最小排水量,m3/h; Q——矿井正常涌水量,m3/h; 由此: QB′=1.2×210 =252 m3/h 最大涌水量时: QBr′= =1.2 QBr′ m3/h 式中: Qr——矿井最大涌水量,m3/h; 由此: QBr′=1.2×290 =348 m3/h ⑵水泵扬程的计算 式中: ——排水高度,取井筒垂深,m; ——吸水高度,取5m; ——管道效果,竖井取0.89-0.9; 所以: =450m ⑶水泵形式及台数的确定 根据水泵扬程和矿井正常涌水量,从产品样本中选择额定值接近所需值的水泵,水泵型号选250D60×7型,额定流量330 m3/h,扬程420m,转速1480rpm,吸程6.2m,效率73%,配带电动机型号JKZ-1250型,容量850KW,外形2620×1200×1210,自重3500kg。 水泵台数的选择:根据《安全规程》规定:必须由工作、备用和检修的水泵。工作水泵的能力,应能在20h内排出矿井24h的正常涌水量。备用水泵的能力应不小于工作水泵能力的70%。工作和备用水泵的总能力,应能在20h内排出矿井24h的最大涌水量。 正常涌水量工作水泵的台数: 式中: ——所选水泵的额定流量,420 m3/h; =0.76 取=1台。 备用水泵台数: =70%=0.7 取=1台。 最大涌水量时水泵工作台数: = =1.05 取=1台。 并且=1<+=2,满足要求。 检修水泵台数 =25%×=0.25 取=1台。 水泵总台数为: =++ =1+1+1 =3 台 2管路的确定 ⑴管路趟数的确定 《安全规程》规定必须由工作和备用的水管,其中工作水管的能力应配合工作水泵在20小时内排出矿井24小时的正常涌水量,工作和备用水管的总能力,且能配合工作和备用水泵在20小时内排出矿井24小时的最大涌水量,因此,设计中主排水管敷设两趟,一趟工作,一趟备用。 ⑵管径计算 排水道管径: dp′= ,m 式中: v — 排水管流速,v=1.2.2m/s取v=2m/s; 所以: dp′= =0.241m 查表,选用外径为276mm的标准无缝钢管,壁厚16mm,内径241mm。 吸水管直径: ,m; 由此: =0.266m 查表,选用外径为299mm的标准无缝钢管,壁厚17mm,内径266mm。 由于垂高小于400m时,可选用壁厚度最薄的一种,且不必验算。 3管道特性曲线,确定工况点 ⑴最大吸水高度的计算 ,m 式中: ——产品样本上给出的允许吸上真空度,m(取额定工况时的) ——吸水管中流速,m/s; ,m/s ——所选标准吸水管的内径,m; ——吸水管的阻力损失,m; ,m 查表可知,因=266mm,故=19.3,=0.0270,取=10m 由此: = =2.82m 最大吸水高度: = =3.24m ⑵求管道特性方程,绘制管道特性曲线 式中: ——排水管阻力损失,m; ——排水管沿程阻力系数; ——排水管中流速; ,m/s; ——所选标准排水管内径,m; ——排水管上各管件局部阻力系数之和; ——排水管长度,m; ——泵房里最远一台泵排水管长,取20m; ——斜巷内排水管长,取20m; ——井管内管长,取井筒深; ——地面上排水管长,取20m; 所以: =20+20+400+20 =460m 查表,因=241mm,故=0.0276。 =0.08×4+3.5+8×3+3×1.5+1.14+1×3+5=40.51 又因为: =2.01m/s 所以: =166m H=405+1.7×(2.82+166+1) =438.1m 管道阻力系数: 式中: ——所选泵的额定流量,m3/h; 所以: =3.039× 则管道特性方程为: 取不同的Q值,求得相应的值列表如下: Q m3/h 0 100 200 300 400 500 H m 405 408.039 417.1 432.3 453.6 480.9 ⑶确定水泵级数及工况点 水泵级数: i=H/Hk=438.1/60=7.3 式中: Hk——所选水泵一级额定扬程,m; 由上计算结果决定选七级水泵。 工况点参数:=412 m3/h,=0.73,=93Kw,=435m。 所选的水泵管道特性曲线见图3-3。 图3-2 水泵管道特性曲线 .4校验计算 ⑴验算排水时间及排水管中的流速 正常涌水时: =12.92<20h 最大涌水时: =17.846<20h 排水管中的实际流速: =2.38m/s ⑵校验水泵经济性和稳定性 经济性: 式中: ——水泵额定工况时的效率; 稳定性: 式中: H。——水泵流量为零时一级扬程; ⑶验算电动机功率 (Kw) 式中: — 传动效率,直连时=1; 1.1~1.15 — 富裕系数:当Q≤300m3/h,取1.15; N==1101.7<1250所以电动机的功率符合要求。 总 结 众所周知,毕业设计是理论知识与专业知识以及实践经验的融合体。通过毕业设计认识到了自己在各个方面存在的不足,同时也努力对不足的方面做了加强,使这些知识更趋于条理化、系统化。在以后的工作和学习中,若在碰到类似的情况,都能以点带线甚至以点带面,能够举一反三。以前认为只要把理论知识学好就行了,现在才发现这种认识的错误以及和时代步伐的不符。 通过毕业设计 ,提高了独立思考和动手能力的同时,也认识到了集体力量的伟大,在我搞毕业设计的过程中, 经常会出现一些自己解决不了的问题,这时我就和同学们一起讨论、交流,经过我们的共同努力、取长补短,顺利的解决了很多问题。 参考文献 [1]国家煤矿安全监察局 《 煤矿安全规程》 煤碳工业出版社 2004 [2]张荣立等 《采矿工程设计手册》 北京:煤炭工业出版社 2003 [3]中化人民共和国煤炭工业部 《煤炭工业矿井设计规范》 北京:中国计化出版社 1994 [4]徐永圻 《煤矿开采学》 徐州:中国矿业大学出版社 1999 [5]胡绍祥 李守春 《矿山地质学》 徐州:中国矿业大学出版社 2003 [6]程居山 《矿山机械》 徐州:中国矿业大学出版社 2003 [7]张国枢 《安全通风学》 徐州:中国矿业大学出版社 2004 [8]东兆星 吴士良 《井巷工程》 徐州:中国矿业大学出版社 2004 [9]吴志羲等 《煤矿矿井采矿设计手册》 北京:煤炭工业出版社 1984 [10]钱鸣高 石平五 《矿山压力与岩层控制》 徐州:中国矿业大学出版社 2003 [11]严万生等 《固定机械手册》 北京:煤炭工业出版社 1986 [12]余学义 张恩强 《开采损害学》 北京:煤炭工业出版社 2004 [13]曾键年 矿山安全与矿山环境保护 北京:地质出版社 1998 致 谢 通过这个毕业论文的编写,我受益匪浅,不仅锻炼了良好的逻辑思维能力,而且培养了弃而不舍的求学精神和严谨作风。回顾此次毕业设计,是我多年来对所学知识很好的总结和运用。 这不仅重温了过去所学知识,而且学到了很多新的内容,同时也开阔了我的思维,加深了对当前煤矿飞速发展的认识和了解。相信这次毕业设计对我今后的工作会有一定的帮助。所以,我很用心的把它完成。在设计中体味艰辛,在艰辛中体味快乐。 最后,我要感谢我的指导老师刘九员老师,他对我的毕业设计进行了多次的指点和修改,我的毕业设计才得以顺利完成。同样我也要衷心的感谢教育过和指导过我的各位老师,感谢给予我帮助的朋友们,谨献上我最真挚的祝福。 山西大同大学继续教育学院毕业论文开题报告 姓名 侯德平 班级 09级 题目 矿井提升运输机排水设计 课题背景(参考资料、撰写意义) 对矿井运输、矿井提升、矿井排水和等生产系统的设备选型计算,以及对矿井安全技术措施和环境保护提出要求,完成整个矿井的初步设计。 课题计划(撰写步骤、过程、时序安排) 5月7日—5月10日 查看公共邮箱关于论文的要求,根据毕业论文选题方向,选择论文题目,并与指导教师联系,确定论文题目 5月10日—5月28日 收集资料,撰写论文初稿并填写开题报告交指导教师审阅修改,指导教师填写意见。 5月29日—6月17日 将修改后的论文交指导教师审阅修改。 6月18日—7月7日 将修改好的论文交指导教师审阅修改,直至定稿。定稿的论文由指导教师填写意见书。 完成初稿时间 2010年5月26日 最后定稿时间 2010年7月2日 指导教师意见 学员要根据拟定的论文题目,积极收集实地及理论资料,运用自己所掌握的知识及经验,合理的围绕论文主题编制论文内容,必须按规定的要求及时间,尽快完成论文,如遇到疑难问题,及时与指导老师联系,予以指导和修改,希望学员能以严谨、虚心的态度很好的完成毕业论文。 指导教师签字:刘九员 2010年 5月 30 日 山西大同大学继续教育学院 毕业论文(设计)指导意见书 论文题目:矿井提升运输机排水设计 姓名:侯德平 级别及专业:专科—矿井通风与安全 指导教师姓名:刘九员 指导老师电话:15536013290 指导教师指导意见:论文基本格式内容及设计主题正确,鲜明,计算基础数据准确,引用参考文献合适、全面,但在论证设计依据是缺乏硬性资料,理论与实践结合的不够紧密,论证数据部紧凑、连贯,请根据以上意见围绕设计主题进行修改,修改后及时报告,我再进行审阅修改。 指导教师签名:刘九员 2010 年6月 2 日 交修改稿时间:2010年6月10日 备注:请按时间报交修改稿 山西大同大学继续教育学院 毕业论文(设计)评审意见书 论文(设计)题目:矿井提升运输机排水设计 姓名:侯德平 班级:09级 评审教师姓名: 职称: 评审教师评语:该学员论文是根据矿井的实际数据与资料进行编写的,并根据矿井实际的地质资料和井田初步设计方案,对矿井运输、矿井提升、矿井排水和等生产系统的设备进行了选型和计算,同时对矿井安全技术措施和环境保护提出要求。论文语言严谨,设计合理,是一篇很不错的矿井设计论文。
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