副井操车设计说明书范本概要.docx
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副井操车设计说明书范本概要
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:
2006.10.25
0. 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2.1~2.10.2)。
2. 主要参数
2.1.副井井筒直径:
φ7000mm;
2.2.副井井深:
570M;
2.3.轨道:
原24Kg/M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2020mm
2.4.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mm
2.6.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;
2.9.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);
4.1.2.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.罐内阻车器驱动装置安装图(一张);
4.3.10.托罐座驱动装置安装图(一张);
4.3.11.①井口液压站安装图(一张);②副井井口左车道扣压胶管明细表(一张);③副井井口右车道扣压胶管明细表(一张);
4.3.12.①井底液压站安装图(一张);②副井井底左车道扣压胶管明细表(一张);③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:
Vmax=0.8~1.2m/s
煤车为:
Vmax=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(P107~P110)(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)
E=1693N.m=17260Kgf.cm
5.1.2.2.弹簧变形吸收的功A(见附件四)
A=E=1693N.m=17260Kgf.cm
5.1.2.3.选择弹簧主要参数(见附件四)
⒈弹簧根数:
阻1T矿车时为2根;
⒉弹簧最大工作载荷P2=1780Kgf;
⒊弹簧最大工作载荷时的压缩变形为F2=10cm=100mm;
5.1.3.参照5.1.2~5.1.2.4.和《机械设计手册》第3版第2卷P7-4~P7-18,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7.1-2普通圆柱螺旋弹簧尺寸系列(摘自GB/T1358-1993)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P7-4~P7-5;
选用Ⅱ类—受循环载荷作用次数在1×103~1×106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参数(根据GB/T2089-1994),可得到以下参数:
材料直径d=φ25
弹簧中径D=φ100
许用应力τP=740MPa
试验载荷Fs=45406N
一圈弹簧的试验变形量fsd=11.92mm
一圈弹簧的刚度kd=3809N.mm
最大心轴直径Dxmax=φ69mm
最小导筒直径DTmin=φ131mm
弹簧有效圈数n=《机械设计手册》第3版第2卷P7-10式(7.1-9);
n==11.05
式中;
f一工作载荷下的变形量;f=100mm
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大工作载荷的依据);F=P2×2=1780Kgf×2=3560Kgf=34911N(P2见5.1.2.3附件四)
D一弹簧中径;D=100mm
取工作圈数n=11.5《机械设计手册》第3版第2卷P7-4表7.1-2
弹簧节距P=35mm
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:
ZCQ600-300-0102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:
Vmax=1.2m/s(见附件四);
推车机平移部分总重m推=2400KG
摇台型号:
YT-600/800
摇台的高度调节范围:
2a=150mm
摇臂长:
800mm
5.2.2.矿车推力计算
如图5.2-1所示,若罐笼停靠的位置比罐外轨道高出了75mm,推车
图5.2-1
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:
α=arcsin(75/800)=5.4°
矿车运行阻力系数ω=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max=2W1+W2+W3=2(G0+G)ω+(G0+G)(sinα+ω0cosα)
+(G0+G)ω
=2×(610+1800)×0.009+(610+1800)×(sin5.4°+0.009×
cos5.4°)+(610+1800)×0.009
=43.38+253.88+21.69
=318.95Kgf
取W推max=319Kgf
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1+W阻2
式中:
W阻1—推头链节受到的摩擦阻力
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5.2-2
推头链节受力分析;如图5.2-2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G=150Kgf
推车机最大推力W推max=319Kgf
选左滚轮圆心为转矩中心,根据力矩平衡公式得:
632G/2+300W推max=632P2
632×150/2+300×319=632P2
P2=226kgf
P1=P2-G=(226-150)kgf=76kgf
查《机械设计手册(软件版)》R2.0得到:
钢材—尼龙的滑动摩擦因数μ1=0.07
钢质车轮-钢轨的滚动摩擦因数μ2=0.05
推头链节受到的摩擦阻力
W阻1=P1(μ1+μ2)+P2(μ1+μ2)
=76×(0.07+0.05)+226×(0.07+0.05)
=
选取f1=50kgf
4.2.3.2.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‘(μ1+μ2)=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=1.2
查《机械设计手册(软件版)》R2.0得到焊接链的传动效率η=0.93
驱动装置要对组链推车机施加的驱动力是:
F=K过(f+W1)/η
=1.2x(374+400)/0.93=1000kgf
=9810N
运行速度v=1.0米/秒
功率N=Fv=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225LPM;连续工作扭距1685Nm;间断工作扭距1875Nm;工作压力14MPa;峰值压力17MPa;允许最大背压7MPa;
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:
9000
4.3.2.矿车受力如图4.3.2.所示,矿车绕半径R=9000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,当矿车的速度一定时,则x是R的函数,即x=f(R),当R减小时,x会增大,当x=S/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x=S/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v<1.5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Rmin=9000,轴距为750
9000÷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:
ω=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:
α=18°26’06”a=2300b=2852 L=5115
4.4.2.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L1=4.6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VM1=1.0米/秒,此段的阻力系数就是基本阻力系数ω=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。
VM12=VC12+2gL1(i1-ω)5-4-6
1.02=0+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
VM12=0+2x9.8x4.6x(0.018-0.0085)
VM1=0.93米/秒
矿车以速度VM=0.93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,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,ω=0.0085,矿车在前复阻阻爪处的速度是VC2=0;在变坡点A的末速度设为VM2,长度L2=1米,根据公式5-4-6可以得到关于VM2的方程式。
VM22=VC2+2gL(i-ω)
VM22=0+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,ω=0.0085,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
VM32=VC32+2gL3(i3-ω)
1.02=0.432+2x9.8xL3x(0.025-0.0085)
L3=2.5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:
ω1=0.0085
2.曲线阻力系数
ω2=
式中K—外轨超高系数,当外轨超高时K=1.0,不超高时K=1.5,此处选K=1.5
R—曲线半径,R=9m
所以此处ω2===0.0175
3.道岔阻力系数
ω3=
式中α—道岔角,α=18.43°/2=9.22°
a+b—道岔长,a+b=2300+2852=5152mm=5.152m
所以
ω3==0.0062
4.总阻力系数
矿车在道岔运行时的总阻力系数ω总=ω1+ω2+ω3=0.0085+0.0175+0.0062=0.0322
初速度VC4=VM3=1.0米/秒,L4=5.115m(《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
VM42=VC42+2gL4(i4-ω4)
VM42=12+2x9.8x5.115x(0.025-0.0322)
VM4=0.53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,L5=3.58米,VC5=VM4=0.53米/秒,i5=i4=0.025,
在4.4.3.2.已经计算了基本阻力系数:
ω1=0.0085,曲线阻力系数ω2=0.0175,所以总阻力系数ω总=ω1+ω2=0.0085+0.0175=0.026,根据公式5-4-6,可以得到关于末速度VM5的方程式。
VM52=VC52+2gL5(i5-ω总)
VM52=0.532+2x9.8x3.58x(0.025-0.026)
VM5=0.46米/秒
4.4.3.4.计算矿车变坡点D和变坡点E之间的坡度
在后阻车器后1.5米处设置一个变坡点E,令矿车在此处的速度是VM6=0.6米/秒,在变坡点D处的速度VC6=VM5=0.46米/秒,L6=10.54米,ω=0.0085
VM62=VC62+2gL6(i6-ω)
0.62=0.462+2x9.8x10.54x(i6-0.0085)
i6=0.0092
取i6=0.009
4.4.3.5.变坡点E和进车侧摇台转轴之间的坡度设为0
下面求矿车撞在后阻车器阻爪上的速度。
从变坡点E到后阻车器阻爪之间的距离L7=1.5米,VC7=VM6=0.6米/秒,i7=0,ω=0.0085,
VM72=VC72+2gL7(i7-ω)
VM72=0.62+2x9.8x1.5x(0-0.0085)
VM7=0.33米/秒
参考书目
1.《采矿工程设计手册》,张荣立、何国纬、李铎主编,北京煤炭工业出版社2003年出版,
ISBN7-5020-1956-1
2.《煤矿专用设备设计计算,提升容器及窄轨运输设备》,王志勇、夏琴芬主编,煤炭工业出版社出版,书号15035·2605
3.《煤矿设备选型图册,第三分册:
矿井、支护、列车装车站及矿专设备》,崔建国、刘金湖主编,山东煤矿泰安机械厂1997年出版
4.《煤矿专用设备图册第四版本》,北京煤炭设计研究院1990年出版
5.《机械设计手册》,徐灏主编,机械工业出版社1991年出版,ISBN7-111-02389-7/TH·410
6.《矿井辅助运输》,京新登字042号,寇嘉年、罗金泉主编,煤炭工业出版社,1996年,ISBN-7-5020-1297-4
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