Монтаж і а демонтаж комплексу

 Реферат

    

     Курсова  робота, 45 с, 2 рис., 1 табл., 7 джерел.

На підставі аналізу горно-геологічних умов прийнятий комплекс очисного устаткування 1УКП, до складу якого входять очисний комбайн 2ГШ68Б, механізоване кріплення 1 УКП вибійний скребковий конвеєр СП87ПМ. Вибраний типорозмір кріплення перевірений по його конструктивній висоті.

Проведений  розрахунок і аналіз кінематичної і  гідравлічної схем комбайна 2ГШ68Б.

Визначені конструктивні  і режимні параметри шнекового  органу, розраховані параметри руйнування масиву, розроблена схема набору інструменту на виконавчому органі, розраховані сили різання, подачі потужності, обрано двигун.

Розраховані теоретична, технічна і експлуатаційні продуктивності комбайна.

Механізоване  кріплення перевірене по продуктивності комплексу з урахуванням газового фактора.

Теоретична  продуктивність комбайна перевірена за швидкістю кріплення очисного вибою і продуктивності вибійного скребкового конвеєра.

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

 

 

  МЕХАНІЗОВАНЕ КРІПЛЕННЯ, ОЧИСНИЙ  КОМБАЙН, ЗАБІЙНИЙ КОНВЕЄР, КІНЕМАТИЧНА І ГІДРАВЛІЧНА СХЕМА, 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 8 8 9 10 13 13 14 17   17   19 19 21 28 28   31   32   32 34 37 39 41 43 44

 

Вступ

 

Вугільна  промисловість України, щоб витримати  конкуренцію й досягти рівня передових вуглевидобувних країн, повинна у своїй технічній політиці здійснювати перманентне вдосконалювання всього комплексу видобутку вугілля. До цього виводу прийшли фахівці й керівництво галузі, отримана підтримка уряду - Кабінет Міністрів затвердив Програму «Українське вугілля», що передбачає  до 2010 р   збільшення обсягів видобутку до 110 млн. т.

За останні  чотири роки українськими машинобудівними заводами освоєне виробництво всіх базових видів очисного, прохідницького й транспортного устаткування, що відповідає сучасним вимогам по продуктивності, безпеці, ергономіці й надійності (розрахунковий ресурс нових моделей становить 15-40 тис. годин, тобто як мінімум в З рази вище, ніж у замінних аналогів). За рахунок концентрації наукового, конструкторського й виробничого потенціалу Донецьких, Луганських, Дніпропетровських, Харківських областей і м. Київа вдалося в найкоротший термін освоїти випуск наступного устаткування:

• нового покоління  двохстійкових щитових кріплень ДМ, КДД, ДТ і ДТМ із терміном служби до капітального ремонту не менш 8 років і підвищеним до 1200 кН/м² питомим опором. Такі кріплення придатні практично для всіх можливих до промислового відпрацьовування пологих і похилих шахтних пластів України в діапазоні понад 0,85 м;

• типажного ряду двошвидкісних скребкових забійних конвеєрів типу КСД із енергооснащеністю приводних блоків 160, 200 і 350 кВт, здатних при ресурсі по гірській масі 3 млн. т забезпечити стабільну роботу високонавантажених лав довжиною 250-350 метрів і продуктивністю 10 тисяч тонн у добу;

• високопродуктивних очисних комбайнів УКД300, КДК500 і КДК700 із принципово новими електричними безланцюговими системами подачі на базі частотно-частотно-регульованого привода для діапазону пластів від 0,85 до 4,20 м і продуктивністю 10-24 т/хв;

• високоенергоозброєних прохідницьких комбайнів легкого й середнього класів КПД і КПУ для порід міцністю до 120 МПа, оснащених засобами пиловловлення й високонапірного зрошення, пристроями для зведення анкерного й аркового кріплення;

• типажного ряду стрічкових конвеєрів Л800Д, Л1000Д й Л1200Д з підвищеною прилаштованістю до вантажопотоків, оснащених пожежобезпечними станціями, системами керування, захисту, контролю й діагностики на базі мікропроцесорної техніки.

Конструктивні рішення, технічні характеристики й параметри нового покоління очисної, прохідницької й транспортної техніки максимально відповідають її комплексному застосуванню в умовах шахт.

 

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 покрівлі:

А 2  - по обваленню масиву

В 5 – по стійкості нижнього шару;

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

L = 200 м – довжина лави;

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

Система розробки пласта – стовпова (стовпами по падінню);

Схема роботи комбайна – однобічна.

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 застосування 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.

 

 

 

 

 

 

2. 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 кабелеукладачем, модернізовані штрекові кріплення сполучення перевантажувач на штреку, насосні станції СНТ32, електрообладнання, система автоматичного і дистанційного управління машинами комплексу, устаткування зрошувальної системи і електроустаткування 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, HminP  і  HmахP приведена на рис. 1.1.

 

 

 

 

 

 

 

 

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

 

На рисунку 1.1:

Н_мах і Н_тіп - максимальна і мінімальна потужність пласта в межах виймальної ланки, м;

l_з і l_п - 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;

Δh_П - 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 = 0,63 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.

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

2. АНАЛІЗ КІНЕМАТИЧНОЇ І ГІДРАВЛІЧНОЇ СХЕМ

ПРИВОДУ КОМБАЙНА

 

 

1. Кінематична схема приводу виконавчого органу

 

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

Момент, що крутить  двох електродвигунів передається  зубчатими 

муфтами -1 на вали I і VII правого редуктора, які в свою чергу зв'язані між собою циліндровими колесами 2, З, 18, і на вал I і гідронасос 19 лівого редуктора. У правому редукторі з валу VII, в лівому редукторі з валу I конічною шестернею 17 і колесом 16 момент передається на вал VI, з якого циліндровими колесами 4, 5 - на вал V, а колесами 15, 14 через зубчату муфту 13 - на вал II поворотного редуктора. У поворотному редукторі з шестерні 6 на вату II через паразитні колеса 7 - 9 і колесо 11 момент передається на вал IV, звідки через шестерню 12 і колесо 10 на вихідний вал III шнека. При русі комбайна один з шнеків (що попереду йде) регулюється по покрівлі, інший - по ґрунту вугільного пласта. Управління шнеками по потужності і гіпсометрії пласта здійснюється домкратами підйому шнеків. Безланцюговий механізм подачі вбудований в комбайн. Редуктор механізму подачі призначений для передачі обертання від гідромотора 26 (1ДП4) приводному цевочному колесу 21. Приводна шестерня 29, що консольно сидить на валу гідромотора, знаходиться в зачепленні з колесом 28, зібраним на валу з шестернею 27. За допомогою циліндрової передачі 25, 23 що крутить момент через вал VIII передається на спеціальне автоматичне гальмо 24, який утримує комбайн при його зупинках. Від шестерні 27 через проміжний блок зубчатих коліс 30 - 22 і зубчате колесо 20 обертання передається цевочному колесу 21. Окрім приводного цевочного колеса з боку виробленого простору до корпусу комбайна шарнірно прикріплена лижа із спеціальним захопленням, за допомогою якого здійснюється напрям руху комбайна по рейці. З таким же захопленням встановлена лижа на опорі під корпусом енергоблоку комбайна.

 

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 комбайна; одноплунжерний насос 3 типу НП10 з сітчастим приймальним фільтром 2: електрогідроблок 4; гідроциліндри 9 і 12 управління шнеками і гідроциліндри 14 розсувних опор комбайна.

Електрогідроблок 4 зібраний з секцій уніфікованої гідроапаратури УГ10 і управляє даною системою. У електрогідроблок входять: секція 5, що містить запобіжний клапан 6, магнітно-сітчастий фільтр 7, пружинний індикатор тиску (пружинний манометр) 8 і редукційно-підпірний золотник 20; елеютрогідророз-подільники 13 типу РП2, встановлені на підставці 18; золотникові секції 17 і 19 без гідрозамків і золотникової секції 15 з вбудованим в неї гідрозамком, а також кінцева секція 16. Працює система регулювання положення виконавчого органу таким чином.

Робоча рідина з картера 1 через фільтри 2 і 7 в золотник 20 подається насосом 3 до золотників 15, 17 і 19, які мають одну і ту ж програму з'єднань.

У середній позиції  відведення напірної лінії Н в  цих золотниках замкнуті; але лінії розвантаження Р і по зливній лінії 3 робоча рідина повертається в картер 1 - насос 3 працює в режимі розвантаження. Лінії ЦІ і Ц2 сполучені при цьому з лініями СІ і С2 і, далі, із зливною С.

У кожній з  крайніх позицій будь-якого із золотників 15, 17 і 19 лінія Р розривається і стає непроточною. Один з виходів ЦІ або Ц2 відповідного золотника з'єднується при цьому з відведенням напірної лінії Н, тоді як інший вихід Ц2 або ЦІ - залишається сполученим з відповідною зливною лінією СІ або С2,

Лінії ЦІ і  Ц2 золотникових секцій 17 і 19 приєднані до входів гідрозамків 10 і 11, які встановлені безпосередньо на гідроциліндрах 9 і 12. Останні переміщають поворотні редуктори разом з шнеками, регулюючи їх положення щодо пласта, що виймається. Паралельно гідрозамкам 10 і 11 встановлені запобіжні клапани. Коли гідрозамок закритий, а на шнек діє надмірна зовнішня сила, цей клапан відкривається і захищає свій гідроциліндр від поломки.

Золотникова секція 15 управляє гідроциліндрами 14 розсувних  забійних опор. Ці гідроциліндри повертають корпус комбайна щодо його опор з боку ви -

 

робленого простору, регулюючи паралельність осей шнеків ґрунту пласта.

Секції 17 і 19 включаються як своїми рукоятками, так і з дистанційного пульта управління за допомогою електрогідророзподільників РП2. Останні, включившись, подають команду на відповідний золотник і включають його.

Гідравлічне живлення електрогідророзподільників РГТ2 відбувається по лінії Н, яка приєднана до насоса 3 через золотник 20.

На золотник 20 впливають зусилля пружини і тиск в лінії Н. Під дією сил золотник 20 займає таке положення, при якому тиск в лінії Н завжди рівно величині, заданою пружиною. При цьому, під час робочих операцій, золотник 20 редукує (знижує) тиск в лінії Н, а коли насос 3 розвантажений, він створює в пій 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 і 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 шнеки 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 різцевтримувача 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 К_Р - коефіцієнт, що враховує спосіб охолодження двигуна;

К_Р = 0,9 - 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 = 44,24 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, h_ЗРЗ, 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 крихких - К_ш = 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 В_зк, 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 = = 20,1°;

γ4і = = 200,1°;

γ5і = 40,3°; γ6і = 220,3°; γ7і = 60,5°; γ8і = 240,5°; γ9і = 80,7°; γ10і = 260,7°;

γ11і = 100,8°; γ12і = 280,8°; γ13і = 120,7°; γ14і = 300,7°; γ15і = 141,2°;

γ16і = 321,2°.

 

 

Розстановка різців в кутковій частині виконавчого органа проводиться рівномірно між забійними різцями, який утворює зворотне віяло по відношенню до забійних різців.

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 = 1,545 см,

nз =4 шт, β = 15°.

3 група

Різці забійні ЗР4.80 в другій лінії різання, tзі = 4,2 см, hзрз = 1,545 см,

nз =4 шт, β = 30°.

4 група

Різці забійні  ЗР4.80 з 4 по 11 лінії різання, tзі = 2,9 см, hзрз = 1,545 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 = = 1,93;

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

Коефіцієнт віджиму К_від , 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

= = 0,45.

Для різців 1 групи

     Козі = = 0,385.

Для різців 2 групи

Козі = = 0,467.

Для різців 3 групи

Козі = = 0,54.

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 0,85 – 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 = = 1145Н;

3 група

Zоз = = 1128Н;

4 група

Zоз = = 2275Н;

Прирощення сили подачі при затупленні різця, Н,

Y1і – Y0і = Rсж · Sз ·Kоб,

де Rсж – тимчасовий опір вугілля одноосному віджиму.

Для донецьких вуглів

Rсж – 0,6·Ар + 150 = 0,6 · 2600 + 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 = 1145 · 0,38 + 1786 = 2221 Н,

3 група

Zср3 = 1128 · 0,38 + 1786 = 2215 Н,

4 група

Zср4 = 2275 · 0,38 + 1786 = 2651 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 · 1145 + 1786 = 2587 Н;

3 група

Yсер3 = 0,7 · 1128 + 1786 = 2576 Н;

4 група

Yсер4 = 0,7 · 2275 + 1786 = 3378 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 + 2221 · 4 + 2215 · 4 + 2651 · 4) = 34120 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;