Стационарные машины. Транспортные машины

Министерство образования и  науки РФ

Федеральное агентство по образованию

ГОУ ВПО Магнитогорский государственный технический университет им. Г.И. Носова

Кафедра Механизации и Электрификации горного производства

ПОЯСНИТЕЛЬНАЯ ЗАПИСКА

к курсовому проекту по дисциплине:

«Стационарные машины. Транспортные машины»

Выполнил: ст. гр. ГП – 03 – 1

 

Проверил: доцент, к.т.н.

Олизаренко В.В.

Магнитогорск

2006

Исходные данные

 

Параметры

Значение

Длина конвейерной ленты (lконв), м Вид полезного ископаемого  Годовая производственная мощность шахты (Агш), млн.т./год Плотность полезного ископаемого ( ), т/м3 Длина доставки (Lдост), км Длина откатки (Lотк), км Глубина шахты (Нш), м Коэффициент водообильности пород (Кво) Коэффициент кратности водопротока (Ккр) Водородный показатель воды (рН) Количество дней в году с минимальным  водопротоком (Nдн.min) Количество дней в году с максимальным водопротоком (Nдн.max) Количество подаваемого в шахту  для проветривания (Qвозд), м3/с Минимальная депрессия (hmin), мм. вод. ст. Максимальная депрессия (hmax), мм. вод. ст. Количество потребителей сжатого  воздуха на каждой стрелке (см.схему): - перфораторы (nn), шт - вентиляторы местного проветривания  (nвмп), шт - погрузочные машины (nпм), шт - количество углубочных комплексов (nук), шт

43 Полиметалл 3,8 2,7 0,45 3,9 980 1,6 1,16 6 325 40 500 225 475   4 5 3 1

 

 

    Реферат

 

В данном курсовом проекте было предложено рассчитать транспорт, водоотлив, вентиляцию, пневмоснабжение, график ремонта оборудования для месторождения с годовой производительностью 3,8 млн.т/год, для полиметаллических руд.

После расчетов были приняты для  доставки руды в блоке комлекс  ПНБ-3Д + автосамосвал МоАЗ-7140-9586 в количестве ПНБ-3Д – 4 шт, автосамосвалов – 8 шт. На откатку  горной массы было принято электровозная откатка К-14 – 9 шт, в состав поезда входят вагонетки ВГ-9А – 5 шт в составе.

На водоотлив был принят с  учетом суточного водопритока центробежный насос ЦНС 850-240-1440 – 3 шт, из них 1 рабочий, 1 в резерве, 1 на ремонте.

Проветривание рудника производится по нагнетательному способу центробежными вентиляторами ВЦД-47,5/490 – 1 шт, в резерве находится привод вентилятора на случай выхода из строя основного.

Снабжение пневмо энергией производится помощью компрессоров К-250-61-2 в количестве 3 шт.

Подъем рудной массы скиповой, многоканатный  с помощью подъемной машины ЦШ5Х4.

 

 

Содержание

 

 

 

Введение

В нашей стране подземным способом добывают около 30% металлических руд  и горно-химического сырья, однако на подземных работах занято значительно  большее количество трудящихся, чем  на открытых работах.

Одним из наиболее важных звеньев в комплексной механизации подземной добычи руд является процесс перемещения руды от забоя до поверхности, включая операции выпуска, погрузки, доставки ее в пределах очистного блока и транспорта по магистральным выработкам до ствола шахты. На доставку и транспортирование руды приходится около 50% всех затрат по добыче.

Среди горно-механического оборудования, от которого зависит эффективность  и надежность работы горных предприятий, значительную и ответственную часть  составляет стационарные машины и установки. Они представляют собой комплексы энергомеханического оборудования, предназначенные для подъема полезного ископаемого и пустых пород на поверхность, подъема спуска людей, материалов и оборудования. Осушение месторождения полезного ископаемого и откачки воды из горных выработок на поверхность, искусственного проветривания горных выработок, выработки сжатого воздуха, который используется в качестве энергоносителя некоторых горных машин и механизмов.

Стационарные установки обеспечивают на горных предприятиях благоприятные условия и эффективность выполнения основных производственных процессов. От надежной и безаварийной работы стационарного оборудования зависят не только производительность труда, но часто и сама возможность ведения горных работ. Выход из строя приводит к нарушению ритма, а иногда и к остановке работы всего горного предприятия. Поэтому к устройству и эксплуатации стационарных установок предъявляются повышенные требования.

 

  1. Технология ведения и комплексной механизации горных работ

1.1. Общие сведения

Рудничный транспорт  рудных шахт представляет собой многозвенную систему, состоящую из различных  транспортных машин и установок, выполняющих следующие функции:

- транспортирование полезного  ископаемого от очистных забоев, полезного ископаемого и породы из подготовительных забоев до околоствольного двора или до поверхности шахты, а также транспортирование полезного ископаемого по поверхности до склада или до мест погрузки в вагоны железнодорожного транспорта и породы в отвал;

- транспортирование с поверхности  шахты к очистным и подготовительным  забоям и обратно вспомогательных  грузов различного назначениям  и оборудования;

- перевозка людей к местам  их работы и обратно.

Канатная подъемная установка  представляет комплекс энергомеханического оборудования, предназначенного для обеспечения транспортной связи подземных горных выработок шахты или глубоких горизонтов карьера с земной поверхностью. При помощи канатных подъемных установок на горных предприятиях осуществляют подъем полезных ископаемых и попутных горных пород, а также спуск подъем и подъем людей, материалов и оборудования.

Водоотливная установка  служит для откачки подземных  вод из дренажных горных выработок  шахт.

Вентиляторные установки на горных предприятиях служат для проветривания горных выработок и поддержания в них комфортных условий труда путем создания атмосферных условий, при которых состав воздуха соответствует требованиям отраслевым ПБ.

 

  1.2. Способ и схема вскрытия месторождения

Способ вскрытия.

Вскрытие месторождения осуществляется четырьмя вертикальными стволами.

Главный ствол (рудовыдачной) оснащен  скипо-клетевым подъемом, вспомогательные  стволы - клетевым с противовесом.

Схема вскрытия.

Схема вскрытия принимается в зависимости  от схемы проветривания. Принимаем диагональную схему проветривания, по вспомогательному стволу, пройденный параллельно главному стволу, воздух подается, по крайним вспомогательным стволам - выдается. 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Рис.1.1. Схема вскрытия месторождения

 

 1.3. Система разработки

 

Для данного месторождения с  учетом его горно-геологических  характеристик применим этажно-камерную систему разработки с подэтажной отбойкой.

Система разработки подразумевает  донный выпуск руды и доставка в пределах очистного блока происходит за счет своей силы тяжести. Дальнейшая доставка до рудоспуска осуществляется комбинированными способами.

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Рис.1.2. Этажно-камерная система разработки с подэтажной отбойкой.

 

2. Рудничный транспорт

2.1. Описание технологического процесса транспортирования горной массы

Схему транспортирования предопределяет принятая схема вскрытия и система  разработки.

Исходя из опытных данных, представленных на рис.2.1. при длине доставки L_дост=450 м, наиболее эффективным является применение погрузочных машин типа ПНБ с нагребающими лапами в комплекте с автосамосвалами. Этот комплекс является наиболее эффективным, т.к. средняя длина доставки автосамосвалов при их максимальном использовании является 400-600 м.

Доставка при этажно-камерной системы разработки с подэтажной отбойкой с применением машин с нагребающими лапами и самоходным оборудованием подразумевается погрузка горной массы ПНБ в автосамосвал, далее он разгружается в рудоспуск.

Откатка горной массы до околоствольного  двора осуществляется электровозным транспортом. Вагонетки загружаются под рудоспуском с помощью вибролюков. В околоствольном дворе вагонетки разгружаются с помощью опрокида в бункер, далее руда поступает дробилку, а из дробилки - в скип. Скип поднимается по стволу, разгружается, по конвейеру горная масса поступает на обогатительную фабрику либо на склад руды.

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Рис.2.1. Графики зависимости:

а – производительности комплекса  машин от расстояния доставки;

б – себестоимость погрузки и  доставки 1 т руды от состава комплекса и расстояния доставки.

1 – 1’ – погрузочно-транспортная машина ПТ-5А;

2 – 2’ – ПНБ-3 с одним автосамосвалом МоАЗ;

3 – 3’ – ПНБ-3 с двумя автосамосвалами МоАЗ (22т).

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Рис.2.2. Технологическая схема доставки, транспортирования и подъема горной массы

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Рис.2.2. Типовые сечения горных выработок, штрека, квершлага, ствола

 

2.2. Самоходный транспорт

Выберем отечественный автосамосвал с дизельным приводом, грузоподъемностью 22 т, МоАЗ-7405-9586.

Техническая характеристика автосамосвала  МоАЗ-7405-9586                           Таблица.2.1.

Параметры	Значение
Грузоподъемность, т Мощность привода, кВт Скорость максимальная, км/ч Габариты, мм: - длина - ширина - высота Масса, т	22 140 40   8610 2850 2630 19,5

2.2.1. Тяговый расчет

Сила тяги автосамосвала, развиваемая на уклоне

                   (2.1)

где G₀, G – масса соответственно машины и груза, т; ω₀ – основное удельное   сопротивление движению машины, Н/кН (ω₀=100 для дорог без покрытия, с зачисткой); ω_кр =(0,05÷0,08)ω₀ – дополнительное сопротивление движению на криволинейных участках, Н/кН (ω_кр=0,05·100=5 Н/кН); W_в – дополнительное сопротивление воздуха, Н/кН (W_в = 0 – при скорости движения менее 20 км/ч); I – удельное сопротивление на уклоне, Н/кН (i=3Н/кН); а – ускорение трогания, м/с² (а=0).

Сила тяги в грузовом направлении движения автосамосвала вниз

56365 Н

Сила тяги в порожняковом направлении  движения автосамосвала вверх

26820 Н

Скорость машины, зависимая  от условия движения машины

                                                 (2.2)

где N – мощность двигателя машины, кВт; η_т =0,72÷0,75 – коэффициент полезного действия гидромеханической передачи, (η_т=0,75); η_к – коэффициент полезного действия колеса, (η_к=0,95).

 

Скорость машины в грузовом направлении  движения вниз

6,3 км/ч

Скорость машины в грузовом направлении  движения вверх

13,3 км/ч

Сцепной вес машины при  двух ведущих колесах

                                                      (2.3)

Сцепной вес машины в грузовом направлении  движения

 232,5 Н

Сцепной вес машины в порожняковом направлении движения

114,8 Н

Максимальная сила тяги по условию сцепления ведущих  колес машины с дорогой, которую способна развить машина

                                                            (2.4)

где ψ – коэффициент сцепления пневмошин с дорогой, (ψ=0,5-дороги забойные, в крепких породах, дорожное покрытие мокрое, слегка загрязненное).

Максимальная сила тяги в грузовом направлении движения

116200 Н

Максимальная сила тяги в порожняковом направлении движения

57400 Н

Т.к. F_max(гр)>F_гр , F_max(пор)>F_пор ,то машина может перемещаться на данном уклоне.

Тормозной путь до полной остановки при груженом направлении движения по уклону вниз

                                           (2.5)

где k_ин – коэффициент инерции вращающихся масс для машин с гидромеханической передачей, (k_ин = 1,03 – в режиме движения с грузом); V_н – начальная скорость, м/с (V_н = V_гр).

0,3 м

Тормозной путь, пройденный за время реакции водителя

                                                          (2.6)

где t_p = 0,5÷0,6 с – время реакции водителя, с (t_p = 0,6).

0,53 м

Полный тормозной путь с учетом времени реакции водителя и действия тормозов

1,08 м

2.2.2. Эксплуатационный расчет

Время погрузки одного автосамосвала  в комплексе с ПНБ-3

                                          (2.7)

где V_куз – вместимость кузова, м³ (V_куз=22/2,7 = 8,1 м³); k_з.к.- коэффициент загрузки кузова, (k_з.к.=0,9); Q_H – производительность погрузочной машины непрерывного действия, м³/мин.

1,6 мин

Продолжительность движения машины в грузовом и порожняковом направлениях

                           (2.8)

где L_дост – длина доставки, км; k_с.х.- коэффициент, учитывающий среднеходовую скорость движения, (k_с.х.=0,75 при L_дост=0,45 км).

8,42 мин

Время разгрузки зависит от конструктивного исполнения кузова транспортной машины, для автосамосвалов с опрокидным кузовом t_раз = 0,7 мин.

Продолжительность маневров в забое t_м.з. и у мест разгрузки t_м.р. зависит от конкретных условий эксплуатации транспортных машин и определяется хронометражными наблюдениями, т.е. по графику организации работ, примем t_м.з.= 1 мин, t_м.р.= 1 мин.

Продолжительность ожидания машины на разминовках примем t_разм = 2 мин.

Продолжительность одного рейса транспортной машины

=1,6 + 8,42 + 0,7 + 1 + 1 + 2 = 18,17 мин      (2.9)

Эксплуатационная сменная  производительность одной транспортной машины, автосамосвала

                                           (2.10)

где k_и – коэффициент использования машины, (k_и=0,8); k_н – коэффициент неравномерности грузопотока, (k_н=1,5 при отсутствии аккумулирующей емкости).

 291,18 т/смен

Сменная производительность рудника

4153 т/смен                            (2.11)

где n_дн – количество рабочих дней в году, (n_дн = 305 дней, принято вследствие большой производительности рудника); n_см – число рабочих смен в сутки по выдаче полезного ископаемого, (n_см = 3 смены).

Сменная производительность первого участка

2076,5 т                                                    (2.12)

где n_уч – число участков  на руднике, (n_уч=2).

Расчетное число рабочих  транспортных автосамосвалов на эксплуатируемом  участке

7,13 ≈ 8 автосамосвалов                        (2.13)

Инвентарное число машин  с учетом машин, находящихся в  резерве и ремонте

20 автосамосвалов                      (2.14)

Сменный пробег рабочих  автосамосвалов

                                              (2.15)

где k_х – коэффициент, учитывающий холостой  пробег машины на заправку, к пунктам обслуживания и т.д., (k_х=1,2).

77 км

2.2.3. График организации движения

График организации  движения автосамосвалов на первом участке представлена для двух автосамосвалов на 1 блок. (Рис. 2.3.)

 

 
 2.3. Электровозный транспорт

Электровоз принимается по сцепному весу в зависимости от производственной мощности рудника, при мощности A_год^ш = 3,8 млн.т./год, сцепной вес электровоза равен Р_сц= 140 кН.

Принимаем электровоз КТ14

 

Техническая характеристика электровоза  КТ14                                                   Таблица 2.2.

Параметры	Значение
Масса, т (сцепной вес, кН) Габариты, мм - длина - ширина - высота Жесткая база, мм Часовая/длительный режим Сила тяги, кН Сила тока, А Скорость, км/ч Двигатель - тип - мощность, кВт	14 (140)   5800 1350 1650 1700   27/14 204/122 11,5/14   ДТН45 2х46

 

Выбор вагонетки производим учитывая длину откатки и производительность рудника, при L_отк = 3,9 км и A_год^ш = 3,8 млн.т./год, принимаем ВГ9А.

 

Техническая характеристика ВГ9А                                                                        Таблица 2.3.

Параметры	Значение
Вместимость кузова, м3 Грузоподъемность, т Колея, мм Высота от головки рельса, мм Жесткая база, мм Диаметр колеса, мм Масса, кг	9 27 750; 900 1550 1250 400 8900

2.3.1. Тяговый расчет

Масса поезда при трогании на подъем на засоренных путях у погрузочных пунктов

                                             (2.16)

где Р - масса электровоза, т; ψ - коэффициент сцепления колес электровоза с рельсами, (ψ = 0,2 - поверхность рельсов сухие, чистые. Условие движения без подсыпки песка); ω_г - удельное сопротивление движению, Н/кН (ω_г = 3,5 Н/кН); ω_кр - удельное сопротивление на криволинейных участках, Н/кН (ω_кр=6 Н/кН); i_p - руководящий уклон пути, Н/кН (i_p=3 Н/кН); а - ускорение при трогании, м/с² (а=0,03 м/с²).

146 т

Число вагонеток в составе

                                                                                            (2.17)

где V_в - вместимость кузова вагонетки, м³; γ - насыпная плотность транспортируемой горной массы, т/м³; G₀ - масса вагонетки, т.

4,5 ≈ 5 вагонеток

Параметры состава

- масса груза в одном вагоне

24,3 т                                                                       (2.18)

- масса порожнего поезда

44,5 т                                                                   (2.19)

- масса груженого поезда без  локомотива

166 т                                              (2.20)

- длина поезда

45,8 м

где l_э,l_в - длина соответственно электровоза и вагонетки, м.   

Проверка массы поезда по условию  торможения

Удельная тормозная сила

15,5 Н/кН                     (2.21)

Согласно ПБ на преобладающем  уклоне при перевозки грузов тормозной  путь l_т = 40 м.

12,4 км/ч    (2.22)

Проверка массы поезда по условию  нагрева тяговых двигателей электровоза

Сила тяги, отнесенная к одному тяговому двигателю в грузовом F’_г и порожняковом F’_п направлениях  

441,45 Н  (2.23)

 860 Н                                      (2.24)

где n_дв- число тяговых двигателей; ω_п - удельное сопротивление движению порожних вагонеток, Н/кН (ω_п=6 Н/кН).

Согласно электромеханической  характеристике электродвигателя ДТН45, полученным значениям силы тяги соответствуют токи I_г = 20 А, I_п= 50 А.

 

 

 

Рис.2.4. Электромеханическая 

характеристика ДТН45

 

Время движения груженого состава  определим исходя из скорости движения допустимой по торможению

                                                             (2.25)

где L_г - длина пути в грузовом направлении, км; k_г - коэффициент, учитывающие снижение скорости в периоды разгона и торможения, (k_г=0,75); V_г - скорость движения в грузовом направлении, км/ч (V_г=V_доп.г.=11,3 км/ч).

25,16 мин

При силе тока I_п=50 А, скорость движения поезда в порожняковом направлении по электротехнической характеристике V_п = 27 км/ч.

Время движения порожнякового  состава

                                                             (2.26)

где L_п - длина пути в порожняковом направлении, км; k_п - коэффициент, учитывающие снижение скорости в периоды разгона и торможения, (k_п=0,8).

10,8 мин

Продолжительность пауз θ_ц включает продолжительность разгрузки в опрокидыватели t_разгр = 3 мин, загрузке под люком t_загр = 0,83 мин и резерв времени на различные задержки (10 мин)

29,15              (2.27)

Продолжительность одного рейса

65,11 мин

Эффективный ток тягового двигателя

                                                             (2.28)

где α - коэффициент, учитывающий дополнительный нагрев двигателей при выполнении маневров (α=1,3 - для контактных электровозов).

31 А

Длительный ток электровоза  определяем по его технической характеристике I_дл=122А, т.к.  I_эф < I_дл, следовательно, оставляем в составе 5 вагонеток.

Длина разминовки

2.3.2. Эксплуатационный расчет

Число рейсов одного электровоза в смену

                                                                                    (2.29)

где k_э - коэффициент, учитывающий время подготовки электровоза к эксплуатации (k_э=0,8 - для контактных электровозов).

 5,16 ≈ 6 рейсов

Число рейсов в  смену необходимое для вывоза горной массы при суммарной сменной  производительности

,                                                                  (2.30)

где k_н - коэффициент неравномерности работы поступления груза (k_н=1,25 - при наличии аккумулирующей емкости); n_л, n_м - число рейсов на одно крыло соответственно с людьми и вспомогательными материалами, (n_л=3, n_м=3).

48,7 ≈ 49 рейсов

Число электровозов необходимых  для работы

8,1 ≈ 9 электровозов                                                             (2.31)

Инвентарное число электровозов

N_и = N_р + N_рез,

где N_рез - число резервных электровозов, (N_рез=2 при N_р=9).

N_и=9+2=11 электровозов

Сменная производительность одного электровоза

1800 (т·км)                                                             (2.32)

Необходимое число вагонеток

z_в.п.=1,25 · z · N_p + z_в.м.,                                                                                           (2.33)

где z_в.м - число вагонеток, транспортирующих вспомогательные материалы, (z_в.м=6).

z_в.п.=1,25 · 5 · 9 + 6 = 63 вагонеток

Расход энергии на электровозный  транспорт

Расход энергии за один рейс, отнесенный к колесам электровоза

, МДж                              (2.34)

10,15 МДж

Расход электровозом энергии  за 1 рейс, отнесенный к шинам подстанции

                                                                                          (2.35)

 

где η_э - КПД электровоза (η_э=0,6); η_с - КПД тяговой сети (η_с=0,95); η_п - КПД подстанции (_п=0,93).

19,14 МДж

Удельный расход энергии на шинах подстанции за смену, отнесенный к 1 т·км транспортируемого груза

0,04039 МДж/(т км)                                 (2.36)

Общий расход энергии за смену 

654,18  МДж                                   (2.37)

Коэффициент одновременности 

0,661                                                                        (2.38)

Средний ток

29,3 А                                  (2.39)

Потребная мощность подстанции

                                                                               (2.40)

где U - напряжение сети, В.

38,35 кВт

Принимаем одну тяговую подстанцию АТП-500/275М мощностью 137,2 кВт

Максимально допустимую длину участка по одну сторону от тяговой подстанции определяют по условиям падения напряжения

где ΔU - допустимое падение напряжения в контактной сети, которое при наибольшей нагрузке не должно превышать 15-20%, В (ΔU = 0,2·220=44В);

- среднее сопротивление контактного  провода и рельсовых путей , Ом/м (R_ср = 0,14+0,043=0,183 Ом/м).

1,82 км

Т.к. L_у < L_г , следовательно, необходимо проложить усиливающий кабель от тяговой подстанции на 2/3 длины, 2,6 км, длины откаточного участка. Усиливающий кабель присоединяется к контактной сети через каждые 200-300 м.

2.3.3. График организации движения

Приведем организацию движения электровозов на первом участке рудника. Где число рабочих электровозов примем, N_p = 4. Применим организацию движения с закреплением электровоза за определенным составом, электровоз протягивает состав в процессе погрузки и разгрузки. При такой организации движения упрощается диспетчерское управление.

График организации движения электровозов приведена на рис. 2.5.

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Рис.2.5. График организации движения электровозной откатки

 

 2.4. Ленточный конвейер

Часовая производительность конвейера

                                                                                           (2.41)

где t_см - продолжительность смены, ч; k_и - коэффициент использования конвейера, (k_и=0,9).

660 т/ч

Необходимая ширина ленты конвейера

                                                        (2.42)

где k_п - коэффициент производительности, (k_п =550 при δ = 20⁰, φ_д=20⁰); k_в - коэффициент снижения площади поперечного сечения горной массы на ленте в зависимости от угла наклона конвейера, (k_в=1 - при 0 угле наклона конвейера); k₁ - коэффициент, учитывающий условия эксплуатации, (k₁=1 - для стационарных установок); V - скорость движения ленты, м/с (V=2,5м/с); γ - насыпная плотность, т/м³.

0,537 м                                            (2.43)

Проверяем ширину ленты по кусковатости руды

                                                                                    (2.44)

где а_max - наибольший размер куска, мм (а_max=400 мм). 

800 мм

Принимаем ленту  шириной 800 мм, которая удовлетворяет требования по кусковатости транспортируемой руды. В = 800 мм.