Аналіз кінематичної і гідравлічної схем приводу комбайна



Реферат

    

     Курсова робота, 45 с, 2 рис., 2 табл., 7 джерел.

     На основі аналізу  гірничо-геологічних умов прийнято комплекс очисного устаткування 1УКП, до складу якого входить очисний комбайн 2ГШ68Б, механізоване кріплення 1УКП, вибійний конвеєр СП87ПМ. Обраний типорозмір кріплення перевірений згідно його конструктивної висоти.

     Проведено розрахунок  і аналіз кінематичної та гідравлічної  схем комбайна 2ГШ68Б.

     Визначено конструктивні  і режимні параметри шнекового виконавчого органа, розроблена схема набору інструмента на виконавчому органі, розраховані сили різання, подачі та потужності,  обрано двигун.

     Розраховані теоретична, технічна та експлуатаційна продуктивності комбайна.

     Механізоване кріплення перевірене по продуктивності комплексу з урахуванням газового фактора.

     Теоретична продуктивність  комбайна перевірена по швидкості  кріплення очисного вибою і продуктивності вибійного скребкового конвеєра.

     Розглянуті питання  організації робот в очисному  вибої, техніки безпеки при роботі очисного комплексу, заходи щодо боротьби з пилом, монтаж і демонтаж комплексу.

 

     МЕХАНІЗОВАНЕ КРІПЛЕННЯ, ОЧИСНИЙ КОМБАЙН, ВИБІЙНИЙ КОНВЕЄР,КІНЕМАТИЧНА І ГІДРАВЛІЧНА СХЕМИ, РОЗРАХУНОК ПРОДУКТИВНОСТІ, ТЕХНІКА БЕЗПЕКИ, МОНТАЖ І ДЕМОНТАЖ КОМПЛЕКСУ.

 

 

 

 

 

   

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

ЗМІСТ

Вступ……………………………………………………………………….

1  Вибір комплексу  очисного устаткування………………………….

1.1. Аналіз вихідних даних………………………………………………

1.2. Вибір засобів комплексної  механізації…………………………….

1.3. Перевірка обраного типорозміру кріплення по його конструкції…

2 Аналіз кінематичної і гідравлічної схем приводу комбайна……..

2.1 Кінематична схема приводу виконавчого органа……………………

2.2 Гідравлічна схема керування комбайном…………………………….

3 Визначення параметрів шнекового виконавчого органа…………

3.1. Визначеним конструктивних і режимних параметрів шнекового

        виконавчого органа…………………………………………………..

3.2. Визначення параметрів руйнування масиву шнековим

       виконавчим органом………………………………………………….

3.3 Розробка  схеми набору інструмента на виконавчому органі………

3.4. Розрахунок сил різання, подачі і потужності……………………….

4 Розрахунок і аналіз продуктивності очисного комплексу………..

4.1 Розрахунок продуктивності очисного комплексу……………………

4.2 Перевірка механізованого  кріплення по продуктивності комплексу

       з урахуванням газового фактора……………………………………..

4.3 Перевірка теоретичної  продуктивності комбайна по швидкості

      кріплення очисного вибою……………………………………………

4.4 Перевірка теоретичної продуктивності комбайна по

      продуктивності забійного конвеєра…………………………………..

5 Організація робіт в очисному вибої…………………………………

6 Техніка безпеки при роботі очисного комплексу………………….

7 Заходи щодо боротьби з пилом……………………………………….

8 Монтаж і а демонтаж комплексу…………………………………….         

Висновок…………………………………………………………………..

Перелік посилань………………………………………

 

6

7

7

8

9

12

12

13

15

 

15

 

17

 

 

26

26

 

29

 

30

 

30

32

35

37

38

40

41

 


 

Вступ

 

Конкурентна боротьба на світовому ринку вугілля стимулює процеси удосконалення гірничої техніки, раціоналізації виробництва. Вугільна промисловість України, щоб витримати конкуренцію і досягнути рівня передових  вугільнодобувних країн, повинна в своїй технічній політиці здійснювати перманентне удосконалення всього комплексу видобутку вугілля.  До цього виводу дійшли спеціалісти та керівництво галузі, отримана підтримка уряду − Кабінет Міністрів затвердив Програму «Українське вугілля», згідно з якої до 2010 р. підвищення об’ємів видобутку до 110 млн. т.  Підвищення ролі вугільної промисловості необхідно для забезпечення енергетичної безпеки країни.

За останні роки були розроблені та впровадженні в серійне виробництво ті види обладнання які випускалися за межами країни, а також розроблені нові види гірничої техніки, які відповідають сучасному рівню − нові моделі сучасних очисних комбайнів ГШ200Б, ГШ500, КА90, механізовані комплекси МКД90, КМ137, КМ142, 3ОКП70Б, 4ОКП70Б, КМ148.

Розроблені автоматизовані комплекси нового технічного рівня, в яких для автоматизації управління роботою комбайнів и механізованих кріплень

предусмотрено застосування  мікропроцесорної техніки, а також високопродуктивні комплекси УКП4, УКП5, МК85Б.

Для роботи на крутих пластах Комплекси КГУМ, КП, КПК1М, КНКМ,

щитові агрегати 1АНЩМ і 2АНЩМ, в яких підвищена сумарна потужність приводів до 185 кВт. 

 

 

1 ВИБІР КОМПЛЕКСУ ОЧИСНОГО УСТАТКУВАННЯ

 

    1. Аналіз вихідних даних

 

Вихідними даними для виконання курсового проекту є:

Нmin  = 1,38 м, Нmax = 1.72 м – мінімальна і максимальна потужність пласта в межах виймальної ланки, м;

∟ά = 12° - кут падіння пласта;

Ặр = 260 кН/м – опірність пласта різанню;

Категорія порід крівлі:

А 2  - по обрушенню масиву

В 5 – по стійкості нижнього слою;

Р = 0,9 МПа – питомий тиск на підошву;

L = 200 м – довжина лави;

g оч = 1м/хв. – питома метанорясність;

Система розробки пласта – стовпова;

Схема роботи комбайна – одностороння.

Основними критеріями з вибору типа і типорозміру комплексу, для конкретних гірничо-геологічних умов є: природні мінімальна та максимальна потужності пласта, кут падіння пласта і опірність вугілля різанню, визначаючі тип і продуктивність виймальної машини комплексу, тобто можливість примінення в конкретних умовах стругового або комбайнового комплексу.

На підставі аналізу вихідних даних можна зробити висновок, що для заданих умов можливо застосування очисного механізованого комбайнового комплексу.

 

 

 

 

 

 

    1. Вибір засобів комплексної механізації

 

Практично для одних і тих самих гірничо-геологічних умов, з незначними відхиленнями можливо підібрати 2..3 механізованих комплексів, які забезпечують продуктивне виймання корисних копалин [7].

  З метою найбільш ефективного використання обладнання комплексу вибір засобу механізації будемо проводити на основі аналізу відповідності технічних характеристик декількох близьких за параметрами комплексів і складових функціональних машин відповідним гірничо-геологічним умовам. Для цього складемо таблицю 1.1 з основними показниками і параметрами обраного обладнання.

Таблиця 1.1 – Порівняльна характеристика вибраного обладнання

|№"

Показники

 

Комплекси

 

 

 

1УКП

2КМТ

3МКД90

1.

Потужність пласта, м

1,2-2,5

1,35-2,00

1,35-2,0

2.

Кут падіння пласта, град.

35

20

35

3.

Тиск на грунт, МПа

0,9

3,00

2,0

4.

Довжина комплекса в постачанні, м

200

200

200

5.

Прохідний перетин для повітря., м

2,20

2,67

2,48

6.

Комбайн, який входить до складу комплексу

2ГШ68Б

1ГШ68 2ГШ68Б

РКУ13

2ГШ68Б

7.

Механізоване кріплення

1УКП

2МТ

3КД90

8.

Забійный скребковый конвеєер

СП87ПМ

СП87ПМ-46

СПЦ273

9.

Характеристика покрівлі

     
 

По обрушаемости массива

А1,А2,А3

А2,А3,А4

А2,А3

 

По устойчивости нижнего слоя

Б3, Б4

Б4, Б5

Б4, Б5



 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Проаналізувавши характеристики обладнання комплексів, які представлені в таблиці 1.1 можна зробити висновок, що для заданих в роботі умов найбільш раціонально використання механізованого комплексу 1УКП.

Очисний механізований комплекс 1УКП призначений для механізації і автоматизації основних виробничих процесів виймання вугілля на пластах потужністю 1.2…2.5 м, з кутом падіння пласта до 35°, опірністю вугілля різанню до 300 кН/м.

     До складу прийнятого  комплексу 1УКП входять: механізоване кріплення 1УКП, очисний комбайн 2ГШ68Б, вибійний скребковий конвеєр СП87ПМ з кабелеукладальником, модернізовані штрекові кріплення сопряженія перевантажувач на штреку, насосні станції СНТ32, електрообладнання, система автоматичного і дистанційного управління машинами комплексу та інше допоміжне обладнання [2].

 

1.3 Перевірка обраного типорозміру  кріплення по його        конструктивній висоті

 

При правильному виборі типорозміру кріплення повинні виконуватися наступні умови:

HminK <  HminP;

HmахK >  HmахP,

Де, HminP  і  HmахP – розрахункові мінімальна і максимальна висота кріплення, що допускається м,

HminP і  HmахP - конструктивні максимальна висота кріплення, що допускається м.

Розрахункова схема визначення значень, що допускаються, HminР  і  HmахР приведена на рис. 1.1.

 

 

 

 

 

 

 

 

    Рисунок 1.1 – Розрахункова схема до визначення конструктивних параметрів одностійчатої секції механізованого кріплення.

 

З рисунку 1.1:

Нмах і Нтіп - максимальна і мінімальна потужність пласта в межах виймальної ланки, м;

lз і lп - відповідно відстані від вибою до заднього і переднього ряду стійок, м;

Δh3 - розмір опускання покрівлі паї задніми стійками при максимальному їхньому видаленні від вибою (незасунута секція кріплення), м;

ΔhП - розмір опускання покрівлі над передніми стійками при мінімальному їхньому видаленні від вибою (присунута до вибою секція кріплення), м.

     З цього рисунка випливає, що

HminP = Hmin – Δh3 – θ;

HmахP = Hmах – ΔhП.

Крім того, для кріплення з одностійковою секцією

lзк = lпк;

lз - lпк + Вз + а = 2,300 + 0,5 + 0,2 = 3 м.

lп = lпк + а = 2,300 +0,2 = 2,5 м.

де     lпк і lзк - конструктивні розміри кріплення, м;

         а - відстань від вибою до передньої крайки перекриття кріплення, м

( повинне бути не більш 0,3 м), приймаємо а = 0,2 м;

        Вз = 0,5 м - ширина захвату очисної машини комплексу, м.

Для кріплення 1УКП lзк = lпк = 2,300 м. [7]

Запас разсувності θ, мм, на розвантаження кріплення від тиску порід приймається для пластів потужністю більш 1 м = 0,05 м.  

 Розмір опускання покрівлі визначається в залежності від потужності пласта і складає:

     Δhз = ак Нmin lз ;  

Δhп = ак Нmах lп.,

Остаточно формули (2) будуть мати вигляд:

HminP = Hmin · (1- aK ·lз) – θ;

HmaxP = Hmax · (1-aK ·ln);

HminP = 1,38·(1-0,025·3) = 1,2765 м; 

HmaxP = 1,72·(1-0,025·2,5) = 1,6125м;

де ак – коефіцієнт, що враховує клас покрівлі, приймається по табл. 1.1. [2], для покрівлі 2 класу приймаємо άк = 0,025.

Умова: Hmin.K =1,05 м < Hmin.P = 1,27 м,

             Hmax.K =2,50 м > Hmax.P = 1,61 м, виконується.

Остаточно приймаємо механізоване кріплення 1УКП.

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

  1. АНАЛІЗ КІНЕМАТИЧНОЇ І ГІДРАВЛІЧНОЇ СХЕМ

ПРИВОДУ КОМБАЙНА

 

 

    1. Кінематична схема приводу виконавчого органу

 

Кінематична схема комбайна 2ГШ68Б приведена на листі 2 графічної частини проекту.

Передача моменту, що крутить на правий шнек здійснюється від електродвигуна М2, на лівий – від електродвигуна М1.

Кінематичні ланцюги правого і лівого шнеків однакові.

Від електродвигунів М1 і М2 передача моменту, що крутить здійснюється шестернею 1,  встановленою на валу електродвигуна і передаючою оберти проміжною шестернею 2, від якої отримає оберт  колесо 3, закріплене на валу 1 вільно сидить шестерня 4, яка отримає оберти за допомогою зубчатої муфти 13.

При увімкнутій муфті 13 момент передається шестернею 4 шестерні 5 на 

вал ΙΙ і зубчатою парою 6 і 7 на вал ΙΙΙ, зубчатою парою 10 і 12 з двома проміжними шестернями 11 – на валу ΙV приводу шнека.

Роторні шестерні 1 двох електродвигунів кінематичне зв’язані двома проміжними шестернями 2 і 8. від останньої через шестерню 9 і муфту 14 отримає привод насос НА 6.3/32 гідросистеми.

Проведемо розрахунок параметрів приводу комбайна 2ГШ68Б.

    Мдв1 = 9549· = 9549· = 857,4 Н·м

   Мдв2 = 9549· = 9549· = 1715 Н·м

де Рдв і пдв – відповідно годинна потужність, кВт, і частота обертання, об/хв.,

Визначаємо момент, що обертає Мвих1, (при роздільній роботі електродвигунів) і Мвих2 (при роботі двох двигунів на один виконавчий орган) на вихідному валові трансмісії частини, що ріже:

Мвих1 = Мдв1 · ізаг · ηзаг = 857,5 · 33,23 · 0,842 = 23992 Н·м

Мвих2 = Мдв2 · ізаг · ηзаг = 1715 · 33,23 · 0,842 = 47984 Н·м

 

ізаг = і1 · і2 ·…· іп = = і5-4 · і7-6 · і9-8 · і13-12 · і14-13 · і15-14 · і16-15 · і18-17 = Z5/Z4 · Z7/Z6 · Z9/Z8 · Z13/Z12 · Z14/Z13 · Z15/Z14 · Z16/Z15 · Z18/Z17 = 31/13 ·35/15 ·27/13 ·21/13 ·21/21 · 21/21· 22/21 · 22/13 = 33,23

ηзаг = η1·η2·…·ηk = 0,97· 0,98 = 0,842

де Z1, Z2, …, Zn – число зубів 1-го, 2-го, …, п-го зубчастих коліс трансмісії;

η1, η2,…,ηk – ККД окремих ступіней редуктора.

Частота обертання nво, об/хв., виконавчого органу визначається по формулі

nво = = =44,24 об/хв..

Швидкість різання Vр, м/с, виконавчого органу.

Vр = = = 2,89 м/с

де Dво – діаметр виконавчого органу комбайна по різцях, м.

 

2.2  Гідравлічна схема  керування комбайном

 

Гідравлічна схема комбайна 2ГШ68Б приведена на аркуші 2 графічної частини проекту.

До складу цієї системи входять: картер 1, яким служить ізольована камера в корпусі правого основного редуктора комбайну; одноплунжерний насос 3 типа НП10 з сітчастим фільтром 2; електрогидроблок 4; гідро циліндри 9 і 12 керування шнеками і гідро циліндри 14 роздвижних опор комбайна.

Електрогидроблок 4 зібран з секцій уніфікованої гідроапаратури УГ10 і керує розглянутою системою. До гідро блоку входять: секція 5, яка має клапан 6, магніто-сітчастий фільтр 7, пружиний індикатор тиску 8 і редукційно-підпірний золотник 20; електрогидророзподілювачі 13 типа РП2, які встановлені на підставці 18; золотникові секції 17 і 19 без гідрозамків і золотникова секція 15 з встроєним в неї гідро замком, а також концева секція 16. працює система регулювання положення виконавчого органу таким чином.

Робоча рідина з картеру 1 через фільтри 2 і 7 до золотника 20 подається насосом 3 до золотників 15, 17 і 19, які мають одну і ту програму поєднань.

В середній позиції відводи напорної лінії Н в цих золотниках заперти; но лінії розвантаження Р і по зливній лінії С робоча рідина повертається в картер 1 – насос 3 працює в режимі розвантаження. Лінії Ц1 і Ц2 з’єднані при цьому з лініями С1 і С2 і, далі зі зливною С.

В кожної з крайніх позицій любого із золотників 15, 17 і 19 лінія Р розривається і становиться непроточною. Один з виходів Ц1 або Ц2 відповідного золотника з’єднується при цьому з відводом напорною лінією Н, тоді як другий вихід Ц2 або Ц1 – залишається з’єднаним з відповідною зливною лінією С1 або С2.

Лінії Ц1 і Ц» золотникових секцій 17 і 19 приєднані до входів гідрозамків 10 і 11, які встановлені на гідроціліндрах 9 і 12. паралельно гідро замкам 10 і 11 встановлені клапани.

Золотникова секція 15 керує гідро циліндрами 14 розсунутих забійних опір. Ці гідро циліндри повертають корпус комбайна відносно його опір зі сторони відпрацьованого простору, керує паралельність осей шнеків пласта.

Секції 17 і 19 вмикаються як власними рукоятками так і з дистанційного пульту за допомогою електрогідророзподілювачів РП2. останні вимкнувшись, подають команду на відповідний золотник і вмикають його.

Гідравлічне постачання електрогідророзподілювачів РП2 проводиться по лінії Н, яка приєднана до насоса 3 через золотник 20.

На золотник 20 діє зусилля пружини і тиск в лінії Н. під дією сил золотник 20 займає таке положення при якому тиск в лінії Н завжди дорівнює значенню, заданой пружиною. При цьому, під час робочих операцій, золотник 20 знижує тиск в лінії Н, а коли насос 3 розвантажено, він создає в цій лінії підпор.

 

 

 

 

 

3 ВИЗНАЧЕННЯ ПАРАМЕТРІВ ШНЕКОВОГО                       ВИКОНАВЧОГО ОРГАНУ

 

3.1 визначення конструктивних  і режимних параметрів шнекового виконавчого органа.

 

До основних конструктивних параметрів шнекового виконавчого органа відносяться:

Dв.від, Dв.оп – діаметр випереджального в відстаючого виконавчого органа;

Dш – діаметр шнека;

dш – діаметр ступиці шнека;

Вз – ширина захвату виконавчого органа;

S – хід спіралі шнека;

άш – кут підйому спіралі шнека;

δш – товщина спіралі шнека;

t – крок різання;

Н1 і Н2 – відповідно потужності пачок вугілля, що виймається нижнім і верхнім шнеками;

lр – радіальний виліт різця.

 
Згідно технічної характеристики комбайна 2ГШ68Б, механізованого кріплення 1УКП, приймаємо шнекі діаметром 1,25 м і ширину захвату комбайна ( ув’язану з кроком пересування механізованого кріплення) 0,63 м.

Товщина δш, мм, навантажувальної лопасті шнека, приймаємо на 20…40 мм більше для різця ЗР4.80, у якого товщина різцетримателя 60 мм.

 

Число nш погрузочних лопастей; nш = 2 згідно ДСТУ 12.44.285-85.

Хід гвинта S’ гвинта шнеку приймаємо постійним, тоді S’= S’.

Середнє значення S’ хода гвинта шнека, м,

S’ = = = 1,16 м,

Діаметр шнека Dш, м

Dш = Dв – 0,02· lр = 1,25 – 0,02·8 = 1,09 м,

де lр – радіальний виліт різця, см.

Кут підйому гвинта шнека άш, град, і діаметр ступиці шнека Dст, м,

άш = arctg = arctg = 18,7°,

Dст = 0,4· = 0,4· = 0,447 м.

На шнеках комбайну 2ГШ68Б встановлюємо різці ЗР4.80.

Розрахункову швидкість переміщення комбайна Vп,

Vп = = = 4,29 м/хв.;

де Vп - стійка потужність електродвигуна комбайна, кВт (при двохдвигуновому приводі дорівнює сумарної потужності двигунів);

Нw - питомі енерговитрати на виїмку вугілля, кВт·г/т;

Вз - ширина захвату виконавчого органа комбайна, м;

γ- щільність вугілля, т/м3, приймається в межах 1,35... 1... 1,45т/м3.

Стійка потужність електродвигуна комбайна Рст, кВт,

Рст = Кр·Р = 0,9·132 = 118,8 кВт;

де КР - коефіцієнт, що враховує спосіб охолодження двигуна;

КР = 0,9... 1,1-для електродвигунів з водяним охолодженням типу ЕКВ;

Р - годинна (або тривала) потужність двигуна, кВт (приймається по технічній характеристиці комбайна або двигуна).

Нw - питомі енерговитрати на руйнування вугілля, кВт·г/т;

Нw = 0,01· Ặр·(0,125/Нр + 0,19) = 0,01·260·(0,125/1,55 +0,19) = 0,70 кВт·г/т;

nш – швидкість обертання виконавчого органа, об/хв.

nш = 70 об/хв.

 

Швидкість різання на крайці різця, Vр, м/с,

Vр = = = 2,89 м/с.

 

3.2 Визначення параметрів  руйнування масиву шнековим       виконавчим органом

 

Визначимо середню товщину зрізу в забійній частині, hЗРЗ, см,

hзрз = 3,33·Dв· = 3,33·1,25· = 3,09 см,

 де т3 - кількість різців у забійних лініях різання, т3 = 2,

mк – кількість різців в кутковій лінії різання

mк = mз + (2…3) = 2+2 = 4 шт.

максимальна товщина зрізу hmax, см,

hmax = ·hср = ·3,09 = 4,85 см.

Оптимальна ширина зрізу для забійних різців tопт.з, см, при hсрз > 1 см,

tопт.з = (1,25· hсрз + bр + 1,25)· кш = (1,25·3,09 + 1,4 + 1,25)·1,0 = 6,5 см.

де bр - розрахункова ширина частини різця, що ріже, см;  bр = 1,4 см – для різця ЗР4.80;

кш - коефіцієнт, що враховує характеристику вугілля; для грузлих вуглів, для крихких - Кш = 1,0.

 

3.3 Розробка схеми набору інструменту на виконавчому органі

 

Крайній кутковий ťк, см, крок різання – 1-а лінія різання,

ťк1 = 0,45·6,5 = 2,9 см,                                                 β = 45º;

2-а лінія різання

ťк2 = 0,65·6,5 = 4,2 см β = 30º;

3-я лінія різання

ťк3 = 0,85·6,5 = 5,5 см β = 15º

Кроки різання для забійної частини виконавчого органу ťз приймаємо рівним tопт.з = 6,5 см.

Ширина забійної частини шнека В33, см,

Взз = 102· Вз – Взк = 102 · 0,63 – 12,6 = 51,66,

де Взк – ширина куткової частини шнека, см.

Ширина куткової частини шнека Взк, см,

Взк = t1+ t2+ t3 = 2,9 + 4,2 + 5,5 = 12,6 см.

Число ліній різання забійної частини Nлз,

Nлз = Взз/ tопт.з = 51,66/6,5 = 7,94,

Приймаємо Nлз = 8.

Кількість різців у забійній частині

nз = Nлз · mз = 8 · 2 = 16.

Кількість різців у кутковой частини

nк = Nлк · mк = 3 ·4 = 12.

Кількість різців на виконавчому органі

m = nз + nк = 16 +12 = 28

Розміщення різців у лініях різання забійної частини шнекового виконавчого органа здійснюється починаючи з першої лінії, у якій встановлюється різець з центральним кутом γ = 0°. Наступні різці встановлюються з центральним кутом γ1і між початком відліку, рівним 0° і і-м забійним різцем.

При постійному γ1, град, ході гвинта шнека,

γ1і =

Прийнята лінійна схема різання, при якій різці встановлюються в лініях різання в лінійному порядку.

γ1і = = 0°;

γ2і = = 180°;

γ3і = = 21,7°;

γ4і = = 201,7°;

γ5і = 43,4°; γ6і = 223,4°; γ7і = 65,1°; γ8і = 245,1°; γ9і = 86,8°; γ10і = 266,8°;

γ11і = 108,5°; γ12і = 288,5°; γ13і = 130,2°; γ14і = 310,2°; γ15і = 151,9°;

γ16і = 331,9°

Розстановка різців в кутковій частині виконавчого органа проводиться рівномірно між забійними різцями, який образує зворотній веєр по відношенню к забійним різцям.

Схема набору різців на виконавчому органі комбайна 2ГШ68Б представлена на листі 2 графічної частини проекту.

 

 

3.4 Визначення параметрів  руйнування масиву шнековим     виконавчим органом

Розрахунок сил різання на виконавчих органах комбайна ведеться по групам різців в відповідності зі схемою іх набору, представленою на аркуші 2 графічної частини проекту.

Розбиваємо різці на чотири групи;

1 група

Різці забійні ЗР4.80 з 4 по 11 лінії різання, tзі = 6,5 см, hзрз = 3,09 см,

nз =16 шт, β = 0°.

2 група

Різці забійні ЗР4.80 в 3  лінії різання, tзі = 5,5 см, hзрз = 1,75 см,

nз =4 шт, β = 15°.

3 група

Різці забійні ЗР4.80 в другій лінії різання, tзі = 4,2 см, hзрз = 1,75 см,

nз =4 шт, β = 30°.

4 група

Різці забійні ЗР4.80 з 4 по 11 лінії різання, tзі = 2,9 см, hзрз = 1,75 см,

nз =4 шт, β = 45°.

Для окремих груп розрахунок сил різання ведеться за середнім значениям товщини i ширини зрізу i кутів нахилу різців до напрямку подачі.

 Середня сила різання на piзці Zсep, Н,

Zсep = Zоі + ƒ (Y1і – Y0і),

Середня сила різання на гострому різці визначається по середній товщині зрізу при роботі виконавчого органу повним діаметром баз урахування ослаблення масиву,

На забойному різці

На кутковому різці

     Тангенс кута бічного розвалу борозни різання,

tgψ =

Для різців 1 групи

tgψ = = 1,19;

Для різців 2,3.4 групи

tgψ = = 1,76;

Коефіцієнт кψ, враховує крихко-пластичні властивості вугілля, приймається 1,0 – для крихких вуглів.

Коефіцієнт віджиму Квід , визначається за формулою:

Квід = К’від + ;

де К’від = 0,36, с = 0,1, d = 1,0;

Квід = 0.36 + = 0,578;

коефіцієнт оголення вибою Кзі, для забійних різців

- при tі < tопті,

     Козі = ;

- при tі > tопті,

Козі = ;

де

=   - при hсрі < 1,0 см;

=   - при hсрі  > 1,0 см;

Для різців 1 групи

= = 0,385,

Для різців 2,3 групи

= = 0,434.

Для різців 1 групи

     Козі = = 0,385.

Для різців 2 групи

Козі = = 0,451.

Для різців 3 групи

Козі = = 0,521.

Для куткових різців Козn =1,1;

Коефіцієнт впливу кута різання на питому енергію різання Ку приймається рівним 1,21;

Коефіцієнт форми передньої грані різця Кф приймається 085 – для різців із клиноподібною передньою гранню.

Коефіцієнт, що враховує схему різання, Кс =1,0 приймається для послідовної схеми різання.

Середні значення сили різання на гострому різці Zоз, Н,

1 група

Zоз = = 1860Н;

2 група

Zоз = = 1225Н;

3 група

Zоз = = 1205Н;

4 група

Zоз = = 2519Н;

Прирощення сили подачі при затупленні різця, Н,

Y1і – Y0і = Rсж · Sз ·Kоб,

де Rсж – тимчасовий опір вугілля одноосному віджиму.

Для донецьких вуглів

Rсж – Ар + 150 = 1710 Н/см²

Проекція площадки затуплення різця Sз, см², на площину різання

Sз = кр ·Δu · bр,

де кр – коефіцієнт форми ріжучої кромки різця, кр = 0,70    [9];

    Δu – лінійне зношування по задній грані різця Δu = 9,5 мм    [9],

Sз = 0,70 · 0,95 · 1.4 = 0,931 см²

Коефіцієнт об’ємності напруженого стану масиву – для крихких вуглів [9]

коб = = = 1,122

Коефіцієнт опірності різанню ƒ˝ (приймається 0,38…0,44)   [2]

Приймаємо ƒ˝ = 0.38

Y1і – Y0і = 1710 · 0,931 · 1,122 = 1786 Н

Середня сила різання на різці

1 група

Zср1 = 1860 · 0,38 + 1786 = 2493 Н,

2 група 

Zср2 = 1225 · 0,38 + 1786 = 2252 Н,

3 група

Zср3 = 1205 · 0,38 + 1786 = 2244 Н,

4 група

Zср4 = 2519 · 0,38 + 1786 = 2743 Н,

 

Середня сила на гострому різці, яка віджимає його від вибою, Yсер, Н,

Yсер = Yо · Rсж · Sз ·Kоб,

де Yо = кn · Ζо,

кn – коефіцієнт, який характеризує відношення сили подачі до сили різання на гострому різці  [9], приймаємо кn = 0,7,

1 група

Yсер1 = 0,7 · 1860 + 1786 = 3088 Н;

2 група

Yсер2 = 0,7 · 1225 + 1786 = 2643 Н;

3 група

Yсер3 = 0,7 · 1205 + 1786 = 2630 Н;

4 група

Yсер4 = 0,7 · 2519 + 1786 = 3549 Н;

Сумарна середня сила різання Fв, Н, на шнековому виконавчому органі,

Fв = 0,5 · Кγохв  · Кос · ∑Ζсері · n,

де Кγохв - коефіцієнт впливу кута контакту виконавчого органа з пачкою вугілля, що руйнується, на середню силу різання [9];

Кос - коефіцієнти ослаблення масиву вугілля.

Сумарна середня сила різання на випереджальному виконавчому органі, оскільки він іде по целіку то Кγохв = 1, Кос = 1,

Fв = ½ · 1·1·(2493 · 16 + 2252 · 4 + 2244 · 4 + 2743 · 4) = 34420 Н

Сумарна середня сила різання на відстаючому виконавчому органі.

Для відстаючого виконавчого органа γохв = arccos(3-2Hp/Dв) =

arccos(3-2 · 1,55/1,25) = 120°, згідно [9] для  γохв = 120°, Кγохв = 0,7;

Масив ослаблен виконавчим органом, що йде попереду, при роботі на масив

Кос = 0,85 [9],

Fв = ½ · 0,7·0,85·(2493 · 16 + 2252 · 4 + 2244 · 4 + 2743 · 4) = 20480 Н

Сумарний момент, що крутить, Мкр, Н·м, на виконавчих органах комбайна

Мкр = 0,5·Fв·Dв,

Мкрвип = 0,5 · 34420 · 1,25 = 21510 Н·м;

Мкрвід = 0,5 · 20480 · 1,25 = 12800 Н·м;

Сумарна середня сила подачі Yсер на виконавчих органах Н,

Yсер = 1/3,14· Кγохв· Кос· Yсері·nі

Yсервип = 1/3,14·1,1(3088·16 + 2643·4 +2630·4 + 3549·4) = 29670 Н;

Yсервід = 1/3,14·0,7·0,85·(3088·16 + 2643·4 +2630·4 + 3549·4) = 16050 Н;

Сила подачі комбайна на вибій Уп, Н,

Уп =Кƒ·(G ·(sinα + ƒ˝cosα) + Yсер1 + Yсер2),

де ƒ˝ - коефіцієнт тертя переміщення комбайна по конвеєру, приймається

ƒ˝ = 0,21 [9],

Кƒ - коефіцієнт, що враховує додаткові опори переміщенню комбайна, приймається  1,3 [9],

G – вага комбайна, Н, G = 196000 Н [дод. 4],

Уп = 1,3·[196000·(sin0° + 0,21·cos0°)  + 29670 + 16050] = 112944 Н.

Середня потужність різання Рр, на виконавчих органах комбайна, кВт,

Рр = = = 113,7 кВт

Потужність навантаження виконавчого органа Рван, кВт,

Рван = ;

Fван = C + D·hоб,

де С і D – сталі, приймаються для шнекового виконавчого органа, при роботі зі щитком С = 0, D = 350,

середня подача за один оборот виконавчого органа, см,

hоб = 100·Vп/nво = 100· 4,29/44,24 = 9,69 см,

Fван = 0 +350· 9,69 = 3392 Н,

Рван = = 9,8 кВт.

Потужність подачі машини Рп, кВт,

Рп = = = 8,97 кВт

 

Сумарна потужність комбайна Рм, кВт,

Рм = Рр + Рван + Рп = 113,7 + 9,8 + 8,97 = 132,4 кВт.

Середня потужність і середній момент, що крутить на валу двигуна:

Рсер = Кз·Рм,

Мсер = 9549·Рсер/nдв,

де Кз - коефіцієнт запасу потужності, приймаємо Кз = 1,25  [9],

Рсер = 1,25· 132,4 = 165,5 кВт,

Мсер = 9549· 165,5/1470 = 1076 Н·м.

 

 

 

 

4 РОЗРАХУНОК І АНАЛІЗ  ПРОДУКТИВНОСТІ ОЧИСНОГО КОМПЛЕКСУ

 

 

4.1 Розрахунок продуктивності очисного комплексу

 

Продуктивність комбайна теоретична Qтеор, т/ч:

Аналіз кінематичної і гідравлічної схем приводу комбайна