采矿工程设计手册(下册)第七篇第四章第三节单轨吊.doc
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第三节单轨吊
一、概述
1.分类
根据动力不同单轨吊可分为防爆柴油机单轨吊、防爆蓄电池单轨吊、绳牵引单轨吊和风动单轨吊四种。
单轨吊一般由主机、控制室、吊运车辆(梁)、制动车及轨道系统等组成。
2.单轨吊优缺点
(1)能更有效地利用巷道断面,受底板因素影响小。
(2)具有一定爬坡能力,能适应巷道起伏,弯道半径小,机动灵活。
(3)柴油机或蓄电池牵引的单轨吊可进人多条分支岔道,可实现一条龙不转载运输。
(4)与同功能地轨式运输设备比,初期投资少运行维护费用低。
(5)需要有可靠的悬吊单轨的吊挂承力装置,对顶板岩石强度或支护的要求较高。
(6)绳牵引式不能进入分支岔道,需要大量绳轮,运距一般不宜超过1500m。
(7)单轨吊与齿轨车及无轨胶轮车比较,运行速度较慢,长距离运输耗用时间长。
(8)柴油机单轨吊机车排气有少量污染和异味。
3.单轨吊的适应性
(1)适应巷道底鼓较严重或底板条件差的矿井。
(2)适应机械化水平较高、生产效率高、下井人员少的矿井。
(3)对开采稳定性好、厚度大的近水平或缓斜煤层,开拓大巷沿煤层布置,岩巷工程量小的矿井,宜采用单轨吊运输。
(4)采区巷道倾角一般小于8°,局部不大于12°,适宜柴油机单轨吊,巷道倾角大于12°,宜选用绳牵引单轨吊。
(5)采区上下山辅助运输选用卡轨车或普通绞车提升时,顺槽也可选用单轨吊,但需增设换装站。
(6)掘进工作面的材料及胶带机的检修材料也可由单轨吊运输。
二、防爆柴油机单轨吊
1.结构特点
机车以防爆低污染柴油机为动力,通过主泵——制动泵泵站、控制泵泵站,液控单元控制
并驱动高速变量马达,经行星减速机构使驱动轮沿轨道辐板旋转实现行走,主要由主司机室、副司机室、主机、驱动部四部分组成。
有制动安全制动装置。
2.列车组成
列车编组为机车和承载车辆(吊运梁)两部分。
机车的主、副司机室分挂在列车的首尾。
图7—4—5、图7—4—6、图7—4—7分别为单轨吊运送材料、人员及重型设备(液压支架)的编组图。
三、单轨吊轨道系统
(一)单轨
单轨吊单轨主要有直轨、曲轨、连接轨和过渡轨四种,单轨规格及安装应满足下列要求:
(1)使用专用单轨型材,每节直轨长度不大于3m,用14号普通工字钢加工的单轨,每节直轨长度不大于2m。
(2)弯轨水平曲率半径不得小于4m,每节弧长不得大于2m,弧长超过1.6m时,应在其重点设一吊耳,垂直弯轨曲率半径不得小于10m,每节弧长不得大于3m,弧长超过1.6m的凸轨,应在其中点增设一吊耳。
(3)同一线路必须使用同型号单轨,道岔单轨要与线路单轨型号一致,单轨接头间隙不得大于3mm,高低和左右允许误差分别为2mm和1mm,接头摆角垂直不得大于7°,水平不得大于3°。
(二)单轨悬吊装置要求
(1)要求吊挂单轨的各吊挂点间距偏差不得大于15mm,10组吊挂点间距的累计偏差不得大于30mm。
(2)吊挂紧固件应使用GB5780M24×80螺栓和GB170M24螺母或10.9级高强度M20×80螺栓和M20螺母。
使用前应做不小于150kN集中载荷的抽样试验。
(3)吊环可使用16Mn钢或机械性能相当的材料,使用前应做不小于150kN集中载荷的抽样试验。
(4)吊环链可选用符合GB/T12718—9l标准的φ8×64规格的高强度圆环链,使用前应做不小于150kN集中载荷的抽样试验。
(5)当采用锚杆悬吊时,每个单轨吊挂点需有双锚杆吊挂,要求单根锚杆锚固力不得小于90kN,安装单轨前要对每根锚杆进行预定54kN锚固力的集中载荷试验。
锚杆的托板必须紧贴巷壁,应用机械或力矩扳手拧紧,锚杆露出长度不得小于100mm,悬挂单轨的两条圆环链夹角应在30°~60°之间。
(6)采用矿工钢梯形棚支护时,可用顶梁或在顶梁间加小短梁等方式悬挂单轨,支架间应设纵向拉杆,其悬挂点做90kN预订集中载荷试验时,顶梁不得产生塑性变形,顶梁与小短梁的连接不得产生松脱或破坏变形,整组支架应能可靠支承围岩压力。
(7)采用U型可缩性金属支架支护时,可用支架顶梁悬挂单轨,支架间应设纵向拉杆,在悬挂点做90kN的预定集中载荷试验,试验过程中支架不得失去可缩性和产生塑性变形,应能可靠支承围岩压力。
(8)采用料石或混凝土墙金属横梁支护时,可用横梁悬挂单轨,要求梁每端的搭接长度不小于50mm,两端高差不大于20mm,梁墙连接处应固定密实,对悬挂点做90kN预定集中载荷试验时钢梁及墙不得产生塑性变形。
(三)悬吊装置的布置方式
采用型钢支护的巷道,悬吊装置与顶梁一般均有固定的卡具连接。
卡具的型式多样一般由设备生产厂家供货。
矿工钢梯形棚支护巷道,悬吊装置有两种布置方式,一种是卡具直接固定在顶梁上,如图7—4—11,另一种是卡具固定在顶梁间的小短梁上,布置方式如图7—4—12。
矿工钢梯形支架顶梁受力时,在不发生塑性变形破坏的条件下,将发生弯曲变形,如图7—4—13,所以不仅要求顶梁有足够的强度,还要求其有足够的刚度,故应计算顶梁的最大挠度,悬挂点位于顶梁中间是挠度最大,计算方法如式(7—4—1)
(7—4—1)
式中—最大挠度,mm;
—悬挂点最大集中载荷,kN;
—顶梁静长度,mm;
—弹性模量,kN/mm²(钢材一般为171~216kN/mm²);
—中性轴x的断面惯性矩,mm
目前,对梯形金属支架顶梁的许用挠度[y],尚无明确规定,但在确定单轨吊悬挂高度时应考虑值。
在选择F值时,除了列车的重量外,还应考虑巷道顶板压力。
U型可缩性金属支架支护巷道,当单轨中心线偏离巷中较小时,可采用单链悬挂,当单轨中心线偏离巷中较大时,应采用双链悬挂,布置方式如图7—4—14。
采用锚杆悬挂单轨,锚杆型式如图7—4—15。
单轨曲线段,除了悬挂链外,每一悬挂点还应沿径向增设一对拉紧链,以限制轨道的横向摆动,布置方式如图7—4—16。
单轨直道段,为减小机车制动时的纵向摆动,需沿纵向增设加强链,如图7—4—17,加强链每隔30m设一组。
(四)单轨吊道岔
单轨吊道岔分对称道岔和单开道岔两种,如图7一4—18、图7—4—19及图7—4—20。
单轨吊道岔一般布置在不大于5°的单轨线路段。
道岔活动轨的摆角不得大于11°。
道岔框架4个悬挂点的受力要均衡,对每个悬挂点要做不小于90kN的预定集中载荷试验。
四、单轨吊运输能力计算
1.列车牵引能力理论计算
列车在牵引状态时,机车的牵引力F(单位N)与列车的静阻力和惯性力是平衡的,即:
(7—4—2)
式中—基本阻力,N;
—坡道阻力,N;
—惯性力,N。
(7—4—3)
式中—列车质量,kg;
—货载质量,kg;
—重力加速度,m/s²;
—列车运行阻力系数(水平直道<0.03,水平弯道<0.055)。
(7—4—4)
上坡时取“﹢”号,下坡时取“﹣”号;
式中—单轨坡度,,为巷道倾角。
(7—4—5)
式中—惯性系数;
—列车运行加速度,m/s²。
(7—4—6)
式中—每个承载轮对其轴的转动惯量,kg·m²;
—承载轮半径,m;
—承载物体(包括吊运梁)质量,kg。
(7—4—7)
若要核对上坡重载条件下的牵引力,则式(7—4—7);转化为:
(7—4—8)
若机车牵引力一定,最大上坡条件下的最大载荷为:
(7—4—9)
公式(7—4—7)、公式(7—4—8)、公式(7—4—9)中符号意义同上。
2.漳村矿井柴油机单轨吊的计算方法
柴油机单轨吊的设计计算包括:
柴油机车台数的计算,机车的牵引力计算和制动力的计算。
根据矿井材料设备的需用量和掘进的矸石量,计算单轨吊机车台数,并校核机车牵引力和防滑条件。
(1)运送材料、设备、矸石的机车台数
机车往返一次运行时间:
(7—4—10)
式中—机车往返一次运行时间,min;
—加权平均运距,m;
—机车运行速度,m/s;
—速度影响系数,取0.8。
机车往返一次全部时间:
(7—4—11)
式中—机车往返一次全部时间,min;
—装载与调车辅助时问,min。
—符号意义同上式
每台机车一班可往返次数:
(7—4—12)
式中—每台机车—班可往返次数,次;
—机车每班净工作时间,h。
每班需用列车数:
(7—4—13)
式中—每班需用列车数,列;
A—最大班运量,取日总运量之半,t;
Z—每列车集装箱或承载车(梁)数;
G—每一集装箱或承载车(梁)净载质量,t;
—运输不均衡系数,取1.2。
机车工作台数N:
(7—4—14)
式中N—机车工作台数,台;
n—每台机车一班可往返次数。
(2)运送人员的机车台数
从井口候车室至工作面的运行时间:
(7—4—15)
式中—从乘车点至下车点运行时间,min;
L、、—意义同前。
从井口候车室至工作面需用全部时间:
(7—4—16)
式中—包括上下人时间的全部运行时间,mln;
—人车上下人时间,min。
每班运人需用机车台数:
(7—4—17)
式中—每班运人需用机车台数,台;
—最大班下井人数;
—列车乘车人数。
(3)机车牵引计算
运送人员需用牵引力:
(7—4—18)
式中—运送人员所需牵引力,kN;
—机车质量,t;
—人车质量,t;
—单人质量,t;
—每列车牵引人车数,辆;
—每列车乘人数,人;
—机车运行阻力系数,取0.03;
—线路最大坡度,(°);
g—重力加速度,m/s²。
运送矸石时,若采用吊运梁吊挂集装箱运输则需用牵引力:
(7—4—19)
式中—运送矸石所需牵引力,kN;
、、、g—符号意义同上;
—矸石集装箱质量,t;
—吊运梁质量,t;
—矸石集装箱装载质量,t;
—每列车牵引矸石集装箱数,辆;
—每列车悬挂吊运梁数,组。
运送液压支架需用牵引力:
(7—4—20)
式中—运送液压支架所需牵引力,kN;
、、、、g—符号意义同上;
—液压支架质量,t。
运送其他材料时,需用牵引力均小于以上情况,不再计算。
若机车牵引力大于所需牵引力则能满足使用要求。
(4)机车防滑计算
运送液压支架时下滑力为:
(7—4—21)
式中—下滑力,kN。
运送矸石为:
(7—4—22)
式中—意义同上式。
运送人员时为:
(7—4—23)
式中—意义同上式。
计算结果取大值。
防滑系数K,要求不小于2,按下式计算:
(7—4—24)
式中K—防滑系数;
—机车制动力,kN。
3.利用设备运输能力表估算单轨吊运输
(1)主要参数:
①列车自重,包括机车质量、承载车辆(吊运梁)质量,可从设备主要技术参数表中查出;
②货物总重;
③巷道长度L;
④巷道倾角;
⑤运行速度v。
(2)选择计算举例:
如图7—4—21为某采区巷道布置,辅助运输材料、设备等由轨道大巷运至采区材料换装站换装为单轨吊运输。
例如由A点(换装站)运抵B点(回采工作面),计算步骤如下;
①首先将运输线路按不同坡度划分为若干段
,(m)
,(°)
②计算列车和货物总质量
(kg)(7—4—25)
(kg)(7—4—26)
(7—4—27)
式中—机车质量,kg;
—承载车辆(吊运梁)自身质量之和,kg;
—各承载车辆(吊运梁)所载货物质量,kg。
③确定货物最大装载质量
运送大件(如液压支架)时,装载货物的最大质量一般为单件质量;运送散件时,应根据机车运输能力、巷道坡度等合理选择,应使列车能顺利通过最大坡度段。
④查设备能力表,确定各段速度
重车时:
,m/s;
空车时:
,m/s。
⑤运行时间计算
重车运行时间:
(s)(7—4—28)
空车运行时间:
(s)(7—4—29)
往返一次总运行时间:
(s)(7—4—30)
式中—装载与调车辅助时间,s。
⑥每台机车一班可往返次数n
(次)(7—4—31)
式中t一机车每班净工作时间,s。
五、单轨吊巷道断面
1.直线巷道断面尺寸的确定
单轨吊运行方式与地轨式设备运行方式不同,设备运行时会出现左右和上下摆动,确定巷道断面尺寸时,应充分考虑这些因素,按单轨吊运行轮廓尺寸计算。
单轨吊运行轮廓尺寸可按式(7—4—32)和式(7—4—33)计算(见图7—4—22):
(7—4—32)
(7—4—33)
式中—单轨吊运行宽度,mm;
L—单轨吊设备宽度,mm;
—单轨吊单侧摆动幅度,一般取150mm;
—单轨吊运行高度,mm;
—单轨吊设备高度(至单轨轨底),mm;
—单轨吊向下摆动幅度,一般取200mm;
计算出运行轮廓后,参照《煤矿安全规程》第二十二条、第二十三条有关规定计算巷道断面。
2.曲线巷道断面尺寸的确定
单轨吊通过弯道时,由于车体中线和线路中线不吻合,使车体的四角外伸或内移。
外伸或内移量可参考第六篇第一章第二节的有关计算方法计算。
六、单轨吊硐室
1.柴油机单轨吊加油维修间
(1)加油维修间位置。
加油维修间应设在加油、维修较方便的地点,分为集中布置和分散布置两种方式。
集中布置是指在井下设一个加油维修间,为全矿井的柴油机加油和维修。
加油维修间一般设在井底车场或其他合适的地点。
集中布置的优点是集中储存燃油,便于管理,利于防火,通风条件好,对安全生产有利。
集中布置的适应条件是:
柴油机车的使用地点比较集中,矿井采用中央式通风。
分散布置是指矿井根据需要在井下不同地点布置多个加油维修间,每个加油维修间为一定区域内的柴油机加油和维修,优点是加油和维修方便,距离近,花费时间少,缺点是设置分散,不易骨理,占用人员多。
矿井采用斜井或平硐开拓,辅助运输采用柴油机单轨吊由地面至井下一条龙运输时,加油维修间应设在地面。
矿井采用多水平同时生产时,每一水平可单设加油维修间;矿井采用分区开拓时,可在各分区设加油维修间;若机车仅限于在采区使用且采区距井底车场较远时,应在采区设加油维修间。
井下维修间必须设在稳定岩层中,且不受采动影响及其他矿山压力现象的威胁。
(2)单轨吊与维修间巷壁和其他设备的间距,行人侧不得小于1.0m;单轨吊最底部距维修间底板间距,设检修地沟时不得小于0.5m,地沟深度不得小于0.5m,不设检修地沟时不得小于1.0m。
间内单轨铺设长度不小于机车长度的1.5倍。
(3)必须用不燃性材料支护。
(4)设计时要采取防水措施,间内不允许有淋水或渗水现象。
(5)地坪需用水泥抹面,地板须光平;间内地板四周要有围坎或其他防止柴油流出硐室的措施。
硐室内不得设集油坑。
(6)必须设两个使人员能够安全撤离的出口。
(7)必须有单独的进风风流、回风风流,必须直接引入矿井总回风风流或主要回风风流,不得与回采面串联通风。
(8)燃料储存量不得超过3桶或3天的用量。
(9)进出口处应设向外开的防火防爆门。
(10)间内应设加水嘴、消防栓,应配备足够的消防器材。
柴油机单轨吊加油维修间实例如图7—4—23。
2.单轨吊列车存放库
只担负井下辅助运输的机车单轨吊运输系统,井下必须设置列车存放库。
列车存放库有硐室式和巷道加宽式两种。
硐室式必须设在进风风流中,硐室内单轨线路的设计要利于单轨吊机车进出,要能容纳井下单轨吊车总数的50%以上,列车与硐室、列车与列车的间隙应符合《煤矿安全规程》的有关规定,列车与列车间应设人行道。
硐室内要设有灭火装置和专用照明设施,进出口应设双扇结构的防火门。
巷道加宽式存放库应设在主要进风巷中,并设有隔墙与巷道分开,其出入口应设栅栏门。
线路间隙要求与硐室式相同。
3.单轨吊材料换装站
当大巷或上下山采用地轨式辅助运输设备,而采区或顺槽内采用单轨吊时,应在采区车场设材料换装站。
单轨吊材料换装站一般布置比较简单,可充分利用单轨吊本身的吊卸机具进行换装,其线路布置如图7—4—25,材料换装站的单轨吊单轨直接布置在地轨轨道中心线的上方,这样就可以利用单轨吊自身的吊运梁吊起货物,并吊运至各目的地。
如果单轨吊本身无起吊装置,也可以利用单轨的高低道差进行换装,如图7—4—26所示,在换装点将单轨高度降低,可很容易地将货物吊起或放下,然后单轨吊驶出低轨段,使货物自然脱离原车,实现换装。
以上两种方式简单可行,不需其他辅助装置即可实现换装,但需要增加巷道高度,在巷道坡度不大时较为适应。
如条件不允许,也可采用专用设备换装,但操作复杂,效率低,一般不予采用。
七、单轨吊应用举例
举例:
潞安矿务局漳村煤矿单轨吊应用
1.矿井概况
潞安矿务局漳村矿井位于潞安矿区中部,地处山西省长治市。
井田南北长3.8km,东西宽5.7km,面积20.4km²。
井田主要含煤地层为二叠系下统山西组和石炭系上统太原组。
主要可采煤层为山西组的3号煤层和太原组的15号煤层。
3号煤层厚度为1.97~7.50m,平均厚6.48m,全井田稳定可采;15号煤层厚度为0.56~2.94m,平均厚1.68m。
矿井现开采山西组的3号煤层,顶板为泥质砂岩、泥岩,底板为砂岩、粉砂岩。
井田地层走向近南北向,倾向西,煤层倾角3°~6°,埋深仅为54m,相对瓦斯涌出为2.94m³/d·t,为低瓦斯矿井,矿井无瓦斯突出现象,水文地质条件简单,正常涌水量42m³/h。
煤尘有爆炸危险,爆炸指数为20.41%。
漳村矿井是由小井几经改造后发展为大型矿井的,1987年完成最后一次技术改造后,设计生产能力为1.50Mt/a,现实际生产能力达2.40Mt/a。
2.矿井开拓及装备情况
矿井采用片盘斜井开拓方式,沿煤层倾向由东向西共开凿三个井筒,分别为主斜井、副斜井和行人斜井。
主斜井装备一套GDS—100型钢丝绳牵引带式输送机运煤,副斜井装备一台JW—2100/100型无级绳绞车,担负矿井小型材料运输。
行人斜井斜长308m,倾角10°,净宽3.50m,原作为行人之用,1988年始装备单轨吊系统,担负矿井大型设备、材料及人员运输。
井筒落底后向西沿煤层倾向布置三条煤层大巷(西大巷),然后南北向布置两条大巷,将井田划分为11、12、13、14四个盘区,1l、12盘区已开采完毕,现矿井正在开采13、14盘区。
矿井开拓布置如图7—4—27。
矿井装备一套国产综合机械化采煤设备生产,一套备用设备,采用放顶煤采煤方法。
巷道掘进全部为综掘,掘进煤在井下混入回采煤流系统。
3.单轨吊运输系统及设施
矿井采用从地面至井下的一条龙不转载不换装单轨吊辅助运输系统。
即由地面材料换装站与地轨设备换装,由行人斜井人井,经行人斜井、行人大巷、材料大巷至采区及回采工作面。
井下辅助运输线路除行人斜井为10°外,其余均为煤层大巷,巷道倾角一般仅为0°一6°。
在有坡度变化和水平转弯的地点安装垂直弯轨和水平弯轨,垂直弯轨曲率半径不小于10m,水平弯轨曲率半径不小于4m。
井下辅助运输系统见图7—4—28。
根据矿井材料设备的运量和运输距离,全井共选用8台柴油机单轨吊,其中德国贝考瑞特公司产69kW,HL—90H/3—H型柴油机单轨吊1台,捷克产44kW,LZH50.2型柴油机单轨吊2台,国产66kW柴油机单轨吊5台。
另配备有集装箱,液压吊运梁、人车等单轨吊配套设备。
单轨吊地面设施主要有机车库、加油站、材料换装站及井口候车房等,地面布置如图7—4—29。
井下辅助运输巷道主要有料石砌碹半圆拱形巷道和11号矿用工字钢棚巷道。
行人斜井及大巷一般采用料石砌碹支护,巷道内预埋11号矿工钢单梁或双梁或预埋吊链悬挂单轨,如图7—4—30、图7—4—31、图7—4—32,钢梁或吊链每3m预埋一组即每3m设一组悬挂点。
采区巷道一般为11号矿用工字钢棚支护,采用小短梁悬挂方式固定单轨,11号矿用工字钢棚棚间距为0.75m,每3m设一组悬挂点。
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- 采矿工程 设计 手册 下册 第七 第四 三节 单轨