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提升设备选型设计-毕业设计.doc

1、 毕 业 设 计(论文) (说 明 书) 题 目: 姓 名: 编 号: 平顶山工业职业技术学院 年 月 日 平顶山工业职业技术学院 毕 业 设 计 (论文) 任 务 书 姓名 专业 任 务 下 达 日 期 年 月 日 设计(论文)开始日期

2、 年 月 日 设计(论文)完成日期 年 月 日 设计(论文)题目: A. 编制设计

3、 B. 设计专题(毕业论文) 指 导 教 师 系(部)主 任

4、 年 月 日 平顶山工业职业技术学院 毕业设计(论文)答辩委员会记录 系 专业,学生 于 年 月 日 进行了毕业设计(论文)答辩。 设计题目: 专题(论文)题目: 指导老师:

5、 答辩委员会根据学生提交的毕业设计(论文)材料,根据学生答辩情况,经答辩委员会讨论评定,给予学生 毕业设计(论文)成绩为 。 答辩委员会 人,出席 人 答辩委员会主任(签字): 答辩委员会副主任(签字): 答辩委员会委员:

6、 , , , , , , 平顶山工业职业技术学院毕业设计(论文)评语 第 页 共 页 学生姓名: 专业 年级 毕业设计(论文)题目:

7、 评 阅 人: 指导教师: (签字) 年 月 日 成 绩: 系(科)主任: (签字) 年 月 日 毕业设计(论文)及答辩评语:

8、

9、

10、

11、

12、 平顶山工业职业技术学院毕业设计说明书(论文) 摘 要 随着国内外的发展,为了提高设备能力、自动化程度和安全可靠性;对现有的提升设备不断的进行技术改造,从而由单绳缠绕式提升机发展到多绳摩擦式提升机,提升速度加快,一次提升量也日益增大。为了节省大量电能,降低运行费用和减少厂房面积的建设,因此我矿选用了落地式多绳摩擦式提升机。多绳摩擦式提升机在一定程度上解决了单绳缠绕式提升机在深井条件下所出现的问题,提升机采用了尾绳平衡,以减少容器两端张力差,提高运行

13、的可靠性。 矿井提升机的发展,都在采用最新的技术、最新的工艺、最新的材料,使提升设备向大型化、高效率、安全可靠、运行准确和高度集中化、自动化方向发展。 平顶山工业职业技术学院毕业设计(论文)评语 关键词:提升机,安全,可靠 ,制动 第 36 页 目 录 第一章 绪 论 1 1.1前言 1 1.1.1地理位置 1 1.1.2地形地势及主要河流

14、1 1.1.3 天气、温度以及地震情况 1 1.1.4井田范围 2 1.1.5煤层及其顶底板岩性 2 1.1.6瓦斯、煤尘和煤的自燃情况 3 1.2.6煤尘、煤质特征 4 1.2设计要求: 5 第二章 矿井提升设备 6 2.1主提升设备选型计算 6 2.1.1钢丝绳选择 7 2.1.2提升机选择 8 2.1.3提升系统的确定 8 2.1.4提升容器最小自重校核 10 2.1.5钢丝绳安全系数与提升机的校验 11 2.1.6预选电动机 11 2.1.7提升运动学及提升能力计算 12 2.1.8提升系统动力学计算 14 2.1.9提升电动机容量验算 14 2.1

15、11电控设备 15 2.1.12供电电源 15 2.2开采煤时主提升能力计算 15 2.2.1提升高度的确定 16 2.2.2提升运动学及提升能力计算 16 2.2.3提升系统动力学计算 18 2.3副提升设备选型计算 19 2.3.1设计依据 19 2.3.2提升容器选择 19 2.3.3钢丝绳的选择 20 2.3.4提升机选择 21 2.3.5提升系统的确定 21 2.3.6提升容器最小自重校核 24 2.3.7钢丝绳和提升机校验 24 2.3.8预选电动机 25 2.3.9提升运动学计算 25 2.3.10提升系统动力学计算 27 2.3.11提升电动

16、机容量验算 28 2.3.12提升机制动力矩验算 28 2.3.13最大班作业时间计算 28 2.3.14电控设备 29 2.3.15供电电源 29 2.4开采煤时副井提升能力校核 29 2.4.1提升运动学及提升能力计算 30 2.4.2提升系统动力学计算 32 2.4.3最大班作业时间计算 32 最大班作业时间平衡表 33 经计算所选副井提升设备在初期开采七2煤时,可满足副井辅助提升任务的要求。 33 结 束 语 34 参考文献 35 致 谢 36 第一章 绪 论 1.1前言 1.1.1地理位置 平煤集团五矿位于河南省平顶山矿区的西部,平顶山

17、市西北郊约8km,为中平能化集团的主干矿井之一。行政区划隶属平顶山市新华区管辖,地理座标:东经:113° 8′26″~113° 11′15″,北纬:33° 47′30″~33° 51′20″。 井田东部和西部分别有京广、焦枝两大铁路干线穿过;东南距孟(庙)宝(丰)铁路线上的平顶山火车站9km,该站向东70km与京广铁路孟庙火车站相接;向西与宝丰火车站约28km与焦枝线相接。矿区专用铁路通过矿口与国铁接轨。公路四通八达,向北经襄城可分别至许昌、禹县、新郑、郑州;向北西经郟县至临汝、洛阳;住西经宝丰至鲁山,向南可通往叶县、舞阳、南阳等地,交通极为便利。 1.1.2地形地势及主要河流 平顶山煤

18、田地处汝河以南、沙河以北的低山丘陵地带。北部主要由二迭纪平顶山砂岩组成的低山,自西向东有红石山、龙山、擂鼓台、落凫山、平顶山、马棚山等,为地表分水岭,最高点擂鼓台标高+505.60m,龙山+464.27m;南部主要由震旦纪片岩和片麻岩及寒武纪灰岩组成走向西北的丘陵山地,有蝎子山、芦山和九里山,海拔+150~158m。井田位于低山丘陵的槽形谷地之间,为一北高南低的倾斜平原。标高+90~130m。 沙河位于井田外南部,流向东南,属淮河水系,河床宽阔坡度平缓,最大流量3300m3/s;旱季流量为0.80m3/s。西南部的白龟山水库为本区最大的地表蓄水体,库容量为3.21亿m3;南部湛河呈东西向从井

19、田南部煤层露头带经过。红旗渠自井营经九矿流入井田,为一农田灌溉水渠,此外井田内发育有多条南北向季节性冲沟,雨后洪水汇入湛河向东排泄。 1.1.3 天气、温度以及地震情况 本区属大陆性半干旱气候,夏季炎热,冬季寒冷,四季分明,据平顶山气象站1934~1994年资料: 气温:最高气温42.6℃(1966年7月19日),最低气温-18.8℃(1955年1月3日),历年平均气温14.9℃,冰冻期一般为11月到次年3月。 降雨量:年最大降雨量1323.6mm (1964),年最小降雨量373.9mm(1966),年平均降雨量742.6mm,月最大降雨量366mm(1971年6月),雨季多集中在七

20、八、九月份,约占年降雨量的50%。 蒸发量:年最大蒸发量2823.6mm (1959),年最小蒸发量1490.5mm(1964),月最大蒸发量408mm(1959年7月),月最小蒸发量40.7mm(1957年1月) 冬季多北风和西北风,最大风速24m/s,平均风速2.8m/s。 平均绝对湿度13.5mg/m3,平均相对湿度67%,最大冻土深度14cm(1977年1月30日)。 据有关资料记载,平顶山周围历史上发生有感地震27次,最高震级5.76级(1924年2月4日),震中烈度7级,其余为1.5~2.8级(1960至1996)。矿区地处地震烈度区Ⅵ度区。 1.1.4井田范围 五矿

21、井田位于平顶山市西部,东临七矿,北临六矿,西临香山公司(九矿),先后与二十世纪五六十年代投产,香山公司资源已经枯竭,其余两矿正在生产,无越界开采现象。平顶山中部煤田总体规划和平顶山五矿计划任务书于1956年10月批准通过,设计的井田范围:己15煤层北部以-650煤层底板等高线为界;南部以锅底山正断层,-250煤层底板等高线为界;西部以F10及次生断层为界;东部以43号勘探线为界。井田东西走向长约为3.716公里,南北倾向长约为1.74公里,井田面积约为6.3平方公里。 1.1.5煤层及其顶底板岩性 己15煤层位于山西组下部,上距砂锅窑砂岩(K5)39~81m,平均60m。时有炭质泥岩伪顶,

22、直接顶为泥岩或砂质泥岩,厚5~10m,老顶为中粒砂岩,厚10~20m;伪顶为炭质泥岩,底板即己16-17煤层之顶板。 己16-17煤层直接顶底板多为中粒砂岩,局部为沙质泥岩或薄层状泥岩,抗压强度一般大于600kg/cm2岩石的完整性稳定性较好,顶板易于管理,底板一般不易发生底鼓。 序号 煤层名称 煤层厚度(m) 最小~最大 平均 平均 可采 厚度 煤层 倾角 间距 (m) 硬度 (f) 容重 (t/ m3) 煤层稳定程度 顶底板岩性 顶板 底板 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11

23、 1 己15 2.0~3.4 2.8 2.8 4~18 85 中硬 1.47 稳定 泥岩粉砂岩 泥岩细砂岩 2 己16-17 2.0~4.8 3.8 3.8 8~18 中硬 1.45 较稳定 泥岩细砂岩 泥岩、砂岩 表1-1 煤层特征表 1.1.6瓦斯、煤尘和煤的自燃情况 在勘探过程中共采瓦斯样15个,其中合格3个可作为参考,分析结果己15煤-300m以上为N2及N2—CO2带,CH4含量达8 m/t,-300以下多为N2—CH4,,CH4含量为7.54 m/t,根据煤炭资源地质勘探范围的规定,本井田中己16-17煤层中的沼气含量一般小

24、于8 m/t。但应注意瓦斯含量由浅向深部增加的趋势。目前,该矿为高突矿井。 煤尘爆炸性试验结果,煤尘不易自燃,具有爆炸危险性。 井田内恒温带深度约为23m,温度为16.5℃,井田内地温随深度的增加而增加,平均地温梯度2.67℃/100m,浅部地温梯度较深部高。地温局部地方偏高。 1.2.6煤尘、煤质特征 本区含煤地层平均厚度为789m,含煤8l层,常见43层,煤层总厚约27m,含煤系数为3.4%左右。可采及局部可采煤层共9层,其中庚20、已16-17、戊8、戊9-10、丁5-6为主要可采煤层,己14、己15、丙3为局部可采煤层,庚21为偶尔可采煤层。可采煤层总厚为17.24m,可采系数

25、2.2%左右。煤岩层总体走向SE130º~155º,倾向N40º~45ºE,倾角5º~30º,一般15º左右。为提高煤层对比的可靠程度,在前人工作的基础上,采用了岩相旋回及沉积间距、岩性、岩矿、标志层、古生物化石和煤岩层物理性质等综合对比手段,有效地解决了七个煤段和九层可采及局部可采煤层的对比问题。 现将各主要可采煤层的特征自上而下介绍如下: 己15煤层位于山西组下部,上距砂锅窑砂岩(K5)39~81m,平均60m。时有炭质泥岩伪顶,直接顶为泥岩或砂质泥岩,厚5~10m,老顶为中粒砂岩,厚10~20m;伪顶为炭质泥岩,底板即己16-17煤层之顶板。己15煤层厚2.0~3.4m,平均2.8m

26、煤呈块状、鳞片状、粒状,煤层结构简单,区内未见夹矸。 己16-17煤层位于山西组下部,上距砂锅窑砂岩(K5)46~199m,平均145m,距己15煤层2~165m,平均85m。时有厚约0.2~0.5m的炭质泥岩伪顶,直接顶板为厚约10m的泥岩和细砂岩互层,老顶为5~8m的细~中粒砂岩;底板为厚4.8~10m的泥岩或砂质泥岩,致密坚硬。己16-17煤层厚2.0~5.8m,平均3.8m,个别煤厚异常点属断层影响所致。煤多呈块状、粒状、间或有鳞片状,易碎为粉末。含夹矸1~3层,多数为一层,属结构简单型煤层。井田内大部地段己16-17煤层为合层,仅局部地段分叉为二层,夹矸厚度0.4~2.12m,平

27、均1.05m。 己15煤层:黑色,玻璃光泽,条带状结构,局部为线理状、透镜状或鳞片状结构层状构造,硬度1~2。 己16-17煤层:黑色,玻璃光泽,多具条带状结构,层状构造,结构疏松,易成粉末。平坦状或参差状断口,硬度1~2。平均容重1.45 t/m3,据筛分试验结果,粉煤多达75%以上。散煤容重为0.75t/m3。煤质情况详见煤的工业分析表1-2。 序 号 煤层名称 牌 号 水分 (%)W 灰分(%) A 挥发份(%)V 含磷量(%)P 含硫量(%)S 发热量(MJ/kg)Q 备注 1 己15 A 0.92 13.57 32.45 0.004

28、 0.48 34.54 2 己16-17 A 0.99 16.27 30.45 0.005 0.41 38.65 表1-2煤的工业分析表 1.2设计要求: 1、设计要符合煤矿安全规程、煤矿工业设计规程、煤矿井下供电设计技术规定。 2、设计遵循煤炭工业建设的方针政策,在保证供电安全可靠的基础上进行技术经济比较,选用最佳方案。 3、设备选型时,应采用定型的成套设备,尽量采用新技术、新产品,积极采取措施减少电能损耗,节约能源。 4、设计质量要确保技术的先进性、经济合理性、安全适应性。 第二章 矿井提升设备 2.1主提升设备选型计算 (一)设计依据

29、初期开采七2煤时 1、生产能力:0.30Mt/a 2、工作制度:年工作日330d,每天净提升时间16h。 3、井深:H=277m 4、提升方式:双箕斗提升,采用定重装载。 后期开采二1煤时 1、生产能力:0.45Mt/a 2、工作制度:年工作日330d,每天净提升时间16h。 3、井深:H=577m 4、提升方式:双箕斗提升,采用定重装载。 (二)提升容器选择 该矿井初期开采七2煤时井深277m,后期开采二1煤时井深577m,根据《煤炭工业矿井设计规范》规定,为避免提升系统的重复改扩建,同时考虑到矿井后期开采二1煤时井筒深度增加,所以初期开采七2煤和后期开采二1煤时主、副

30、井提升设备统一按开采最终水平选择计算。计算过程以后期开采二1煤的提升设备选型计算为准。 1、确定经济提升速度 V=(0.3-0.5)×=7.2-12.01m/s 取:Vm=8m/s,α1=1.0m/s2 2、计算一次提升循环时间: Tx =++10+8=98.1s 3、根据矿井年产量和一次提升循环时间即可求出一次提升量。 Qj==3.3t 据此提升容器选择JDS-4/55×4Y型标准多绳箕斗(钢丝绳罐道),箕斗自重QZ=6500kg(含连接装置),载重量Q=4000kg,提升钢丝绳4根,平衡尾绳2根,钢丝绳间距300mm 2.1.1钢丝绳选择 1、绳端荷重

31、 Qd=QZ+Q=6500+4000=10500kg 2、钢丝绳悬垂长度 Hc=H-HZ+Hh+HX+Hg+Hr+0.75RT+e=577-30+11.008+12+6.5+10.9+0.75×0.925+5=593.1m 式中:Hg ---过卷高度 Hg=6.5m Hh ---尾绳环高度 Hh=Hg+0.5+2S=6.5+0.5+2×2.004=11.008m Hr ---容器高度 Hr=10.9m RT---天轮半径 e---上下天轮垂直距离 e=5m S---提升容器中心距 HX ---卸载高度 HX=12m 3、首绳单位长度重量计算 PK´ ===1.29

32、kg/m 式中:δB—钢丝绳计算抗拉强度,取1670MPa m—钢丝绳安全系数,取7 根据以上计算,首绳选用22ZAB-6V×30+FC-1670-307型钢丝绳左右捻各两根。其技术参数如下:钢丝绳直径dk=22mm,钢丝破断拉力总和Qq=307200N,钢丝绳单位长度质量为Pk=1.96kg/m。 4、尾绳单位长度重量计算 qk´=Pk=×1.96=3.92kg/m 式中:n—首绳钢丝绳根数 n=4 n´—尾绳钢丝绳根数 n´=2 根据以上计算,尾绳选用88×15NAT-P8×4×7-1360型扁钢丝绳2根,单重q=3.82kg/m。 2.1.2提升机选择 1、主导轮

33、直径 D´≥90d=90×22=1980(mm) 2、最大静拉力和最大静拉力差 最大静拉力: Fj=Q+Qc+nPkHc=6500+4000+4×1.96×593.1=15150kg 最大静张力差: Fc=Q=4000kg 据此主井提升装置选用JKMD-2.25×4(I)E型落地式多绳摩擦式提升机,其主要技术参数为:摩擦轮直径D=2250mm,天轮直径DT=2250mm,最大静张力215kN,最大静张力差65kN,钢丝绳根数4根,摩擦轮钢丝绳间距300mm,提升速度V=6.5 m/s,减速比i=10.5,提升机旋转部分变位质量mj=6500kg,天轮变位质量mt=2300kg,衬

34、垫摩擦系数μ=0.23。 2.1.3提升系统的确定 1、井架高度 Hj=HX+Hr+Hg+0.75RT+e=12+10.9+6.5+0.75×1.125+5=35.2m 取HJ=36m 2、提升机摩擦轮中心线距井筒中心线距离 LS≥0.6Hj+3.5+D=0.6×36+3.5+2.25=27.35m 取LS=28m 3、钢丝绳弦长 下弦长LX1== =39.8m 上弦长LX== =44.9M 式中:HJ1---井架下层天轮高度 C0---摩擦轮中心与地平距离 主井提升系统图 4、钢丝绳的出绳

35、角 下出绳角 β下=arctan+arcsin =ARCTAN+ARCSIN=52°39´9" 上出绳角 β上=arcsin=51°37´28" 5、围包角а的确定 经计算围包角а=181°1´4" 2.1.4提升容器最小自重校核 1、按静防滑条件容器自重为 QZ´≥[]Q-nPkHc=D1Q-nPkHc =2.359×4000-4×1.96×593.1 =4786.1kg 经查表,当围包角а=181°1´4"时D1=2.359 式中:w1---箕斗提升时矿井阻力系数 w1=0.075 δj---静防滑安全系数 δj=1.75 2、按动防滑条

36、件 QZ´≥[]Q+[]Gd-nPkHc =A1Q+C1Gd-nPkHc=2.2115×4000+0.1533×2300-4×1.96×593.1 =4548.7kg 经查表,当围包角а=181°1´4",加速度a1=0.5时,A1=2.2115, C1=0.1533。 式中: Gd---天轮的变位质量。 经计算满足防滑条件的箕斗最小自重均小于所选箕斗自重,防滑条件满足要求。 2.1.5钢丝绳安全系数与提升机的校验 1、首绳安全系数校验 m===8.3>7.2-0.0005H =6.9 满足要求 2、最大静张力和最大静张力差 最大静拉力: Fj=15150kg=1

37、48kN<215kN 最大静张力差: Fc=4000kg=39kN<65kN 满足要求 2.1.6预选电动机 1、电动机估算功率 P′=×Φ=×1.2=382.2kW 式中:K——矿井阻力系数,取K=1.15; Q——一次提升实际货载量; Φ——提升系统运转时,加减速度及钢丝绳重力因素影响系数; ηj——减速器传动效率,ηj=0.92; 2、电动机估算转数 n= ==579.6r/min 据此主井绞车电机选用Z450-3A型直流电动机,660V,500kW,其额定转速为ne=611r/min,转动惯量

38、md=50.5kg•m2。 3、确定提升机的实际最大提升速度 Vm===6.9(m/s) 2.1.7提升运动学及提升能力计算 经计算得初加速度a0=0.48m/s2,V0=1.5m/s,卸载曲轨行程h0=2.35m,主加速度a1=0.50m/s2,提升减速度a3=0.50m/s2。(提升速度图力图见图2-2) 1、初加速度阶段 卸载曲轨初加速时间:t0= ==3.13s 箕斗在卸载中曲轨内的行程:h0=2.35m 2、正常加速度阶段 加速时间:t1===10.8s 加速阶段行程:h1=×t1=×10.8=45.4m 3、正常减速阶段 减速阶段时间:t3===12.8s

39、 减速阶段行程:h3=×t3=×12.8=47.4m 4、爬行阶段 爬行时间:t4===6s 爬行距离:h4=3m 5、抱闸停车时间t5=1s 6、等速阶段 等速阶段行程:h2=Ht-h0-h1-h3-h4=569.9-2.35-45.4-47.4-3=471.8m 式中:Ht---提升高度 Ht=H-HZ+HX+Hr=577-30+12+10.9=569.9m 等速阶段 时间:t2===68.4s 提升速度图 7、一次提升循环时间 Tx=t0+t1+t2+t3+t4+t5+θ=3.13+10.8+68.4+12.8+6

40、1+12=114.1s 式中: θ—休止时间取12s 8、提升设备年实际提升量 An′==56万t/a 提升能力富裕系数为 af===1.2 提升能力满足要求 2.1.8提升系统动力学计算 1、提升系统总变位质量 ∑m=m+2mz+4PkLp+2mt+mj+md =4000+2×6500+4×1.96×1212+2×2300+6500+4399 =42001kg 式中:Lp——钢丝绳全长Lp=1212m(包括尾绳)。 2、运动学计算(按平衡系统计算) 1、提升开始阶段 开始时:F0=Kmg+⊿Ht+∑ma0=1.15×4000×9.8+42001×0

41、48=65240N 终了时:F0′=F0-2⊿h0=65240-0=65240N 式中:⊿---提升钢丝绳与平衡尾绳的总单重之差,平衡系统⊿=0。 2、主加速阶段 开始时:F1=F0′+∑m(a1-a0)=65240+42001×(0.5-0.48)=66081N 终了时:F1′=F1=66081N 3、等速阶段 开始时:F2=F1′-∑ma1=66081-42001×0.50=45080N 终了时:F2′=F2=45080N 4、减速阶段 开始时:F3=F2′-∑ma3=45080-42001×0.50=24080N 终了时:F3′=F3=24080N 5、爬行阶

42、段 开始时:F4=F3′+∑ma3=24080+42001×0.50=45080N 终了时:F4′=F4=45080N 2.1.9提升电动机容量验算 1、等效时间 Td=α(t0+t1+t3+t4+t5)+t2+βθ =×(3.13+10.8+12.8+6+1)+68.4+×12=89.3s 式中:α——低速运转散热不良系数,α= 1/2 ; β——停车间歇时间散热不良系数,β=1/3。 2、电动机等效力 F2dt=F02t0+F12t1+F22t2+F32t3+F42t4=2.19×1011 3、提升电动机作用在滚筒圆周上的等效力 Fd===49533N 4、电动

43、机等效容量 Pd==×1.15=427kW<500kW 满足要求 经验算,所选电动机符合要求 2.1.10提升机制动力矩验算 ===4.3>3 满足要求。 式中:MZ---制动力矩 MJ---静荷重旋转力矩 2.1.11电控设备 本提升机采用直流拖动,电控设备随主机成套供货。电控设备型号选用JKMK/SZ-NT-778/550-3系列提升机全数字直流电控设备。 2.1.12供电电源 提升机采用双回路供电,一回工作,一回备用。供电电源引自矿井地面变电所,详见地面供电系统图。 2.2开采煤时主提升能力计算 矿井在初期开采七2煤时设计生产能力为0.30Mt/a

44、井筒深度H=277m,主井提升装置选用以开采二1煤计算为准的JKMD-2.25×4(I)E型落地式多绳摩擦式提升机,提升容器为JDS-4/55×4Y型标准多绳箕斗(钢丝绳罐道)。提升钢丝绳首绳选用22ZAB-6V×30+FC-1670-307型钢丝绳左右捻各两根。尾绳选用88×15NAT-P8×4×7-1360型扁钢丝绳2根,该提升设备在初期开采七2煤时一次安装到位,分期服务于七2煤和二1煤的开采。 2.2.1提升高度的确定 Ht=H-HZ+HX+Hr=277-30+12+10.9=269.9m 式中:Hr ---容器高度 Hr=10.9 HX ---卸载高度 HX=12m H

45、z ---装载高度 HZ=30m 2.2.2提升运动学及提升能力计算 经计算得初加速度a0=0.48m/s2,V0=1.5m/s,卸载曲轨行程h0=2.35m,主加速度a1=0.50m/s2,提升减速度a3=0.50m/s2。 1、初加速度阶段 卸载曲轨初加速时间:t0===3.13s 箕斗在卸载中曲轨内的行程:h0=2.35m 2、正常加速度阶段 加速时间:t1===10.8s 加速阶段行程:h1=×t1=×10.8=45.4m 3、正常减速阶段 提升速度及力图 减速阶段时间:t3===12.8s 减速阶段行程:h3=×

46、t3=×12.8=47.4m 4、爬行阶段 爬行时间:t4===6s 爬行距离:h4=3m 5、抱闸停车时间t5=1s 6、等速阶段 等速阶段行程:h2=Ht-h0-h1-h3-h4=269.9-2.35-45.4-47.4-3=171.8m 式中:Ht---提升高度 Ht=H-HZ+HX+Hr=277-30+12+10.9=269.9m 等速阶段时间:t2===24.9s 7、一次提升循环时间 Tx=t0+t1+t2+t3+t4+t5+θ=3.13+10.8+24.9+12.8+6+1+12=70.6s 式中: θ—休止时间取12s 8、提升设备年实际提升量 An

47、′==89.7万t/a 提升能力富裕系数为 af===2.99 提升能力满足要求 2.2.3提升系统动力学计算 1、提升系统总变位质量 ∑m=m+2mz+4PkLp+2mt+mj+md =4000+2×6500+4×1.96×610+2×2300+6500+4399 =37281kg 式中:Lp——钢丝绳全长Lp=610m(包括尾绳)。 2、动力学计算(按平衡系统计算) 1、提升开始阶段 开始时:F0=Kmg+⊿Ht+∑ma0=1.15×4000×9.8+37281×0.48=62975N 终了时:F0′=F0-2⊿h0=62975-0=62975N 式

48、中:⊿---提升钢丝绳与平衡尾绳的总单重之差,平衡系统⊿=0。 2、主加速阶段 开始时:F1=F0′+∑m(a1-a0)=62975+37281×(0.5-0.48)=63721N 终了时:F1′=F1=63721N 3、等速阶段 开始时:F2=F1′-∑ma1=63721-37281×0.50=45080N 终了时:F2′=F2=45080N 4、减速阶段 开始时:F3=F2′-∑ma3=45080-37281×0.50=26440N 终了时:F3′=F3=26440N 5、爬行阶段 开始时:F4=F3′+∑ma3=26440+37281×0.50=45080N 终

49、了时:F4′=F4=45080N 经计算所选主井提升设备在初期开采七2煤时,可满足矿井七2煤井煤炭提升任务的要求。 2.3副提升设备选型计算 2.3.1设计依据 初期开采七2煤时 1、生产能力: 0.30Mt/a。 2、工作制度:年工作日330d,每天最大班净提升时间16h。 3、提升高度:H=277m(井筒深度)。 4、最大班下井人数:109人。 5、最大件重量:3170kg。(主排水泵电机,不可拆卸件) 后期开采二1煤时 1、生产能力: 0.45Mt/a。 2、工作制度:年工作日330d,每天最大班净提升时间16h。 3、提升高度:H=577m(井筒深度)。 4

50、最大班下井人数: 125人。 5、最大件重量:5350kg(主排水泵电机,不可拆卸件)。 2.3.2提升容器选择 根据矿井后期开采二1煤时的年产量及辅助提升量,经计算,副井提升容器选用一对1.0t双层单车多绳标准罐笼(宽窄各一个),钢丝绳罐道,宽罐笼质量为Q=5800kg,每次承载38人,窄罐笼质量为Q=4656kg,每次承载23人。提矸选用1.0t标准矿车,矿车自重QZ=610kg,载矸量为Qm=1800kg,每次提升一辆矿车。 2.3.3钢丝绳的选择 1、绳端荷载计算 提升物料(按提矸计算): Q矸=Q+Qm+QZ=5800+1800+610=8210kg 提升人员:

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