采矿工程设计手册第七篇第四章第三节单轨吊Word文档下载推荐.docx
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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）
Fl
ymax
48Elx
7—4—1）
式中ymax—最大挠度，mm；
F—悬挂点最大集中载荷，kN；
l—顶梁静长度，mm；
E—弹性模量，kN/mm2（钢材一般为171～216kN/mm2）；
lx—中性轴x的断面惯性矩，mm4
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ymax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：
FWoWiWa（7—4—2）
式中Wo—基本阻力，N；
Wi—坡道阻力，N；
Wa—惯性力，N。
Wo（PQ）g（7—4—3）
式中P—列车质量，kg；
Q—货载质量，kg；
g—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
Wi（PQ）gi（7—4—4）
<
0.055）。
上坡时取“﹢”号，下坡时取“﹣”号；
式中i—单轨坡度，itg，为巷道倾角。
Wa（PQ）a（7—4—5）
式中—惯性系数；
a—列车运行加速度，m/s2
1R42JGgc
7—4—6）
式中J—每个承载轮对其轴的转动惯量，kg·
m2；
R—承载轮半径，m；
Gc—承载物体（包括吊运梁）质量，kg。
F（PQ）（giga）（7—4—7）
若要核对上坡重载条件下的牵引力，则式（
—7）；
转化为：
F（PQ）（giga）（7—4—8）
若机车牵引力一定，最大上坡条件下的最大载荷为：
QFP（7—4—9）
giga
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：
Ty
2L
60Ksvp
7—4—10）
式中Ty—机车往返一次运行时间，min；
L—加权平均运距，m；
vp—机车运行速度，m/s；
Ks—速度影响系数，取0.8。
机车往返一次全部时间：
TTyTf（7—4—11）
式中T—机车往返一次全部时间，min；
Tf—装载与调车辅助时问，min
Ty—符号意义同上式每台机车一班可往返次数：
n60t
式中n—每台机车—班可往返次数，次；
t—机车每班净工作时间，h
每班需用列车数：
NnKZbGA（7—4—13）
式中Nn—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；
Kb—运输不均衡系数，取1.2。
机车工作台数N：
NNn（7—4—14）
n
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：
TrL（7—4—15）
r60Ksvp
式中Tr—从乘车点至下车点运行时间，min；
L、vp、Ks—意义同前。
从井口候车室至工作面需用全部时间：
TRTrTsx（7—4—16）
式中TR—包括上下人时间的全部运行时间，mln；
Tsx—人车上下人时间，min。
每班运人需用机车台数：
NRZR（7—4—17）
ZR
式中NR—每班运人需用机车台数，台；
AR—最大班下井人数；
ZR—列车乘车人数。
（3）机车牵引计算运送人员需用牵引力：
F1（P1nrP2ZRP4）（sincos）g（7—4—18）
式中F1—运送人员所需牵引力，kN；
P1—机车质量，t；
P2—人车质量，t；
P4—单人质量，t；
nr—每列车牵引人车数，辆；
ZR—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：
FZ（P1ngP3n1P6ngP7）（sincos）g（7—4—19）
式中FZ—运送矸石所需牵引力，kN；
、、P1、g—符号意义同上；
P3—矸石集装箱质量，t；
P6—吊运梁质量，t；
P7—矸石集装箱装载质量，t；
ng—每列车牵引矸石集装箱数，辆；
n1—每列车悬挂吊运梁数，组。
运送液压支架需用牵引力：
F3（P1ngP6P5）（sincos）g（7—4—20）
式中F3—运送液压支架所需牵引力，kN；
P6、、、P1、g—符号意义同上；
P5—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：
F4（P1n1P6P5）（sincos）g（7—4—21）
式中F4—下滑力，kN。
运送矸石为：
F4（P1ngP3n1P6ngP7）（sincos）g（7—4—22）
式中F4—意义同上式。
运送人员时为：
F4（P1nrP2ZRP4）（sincos）g（7—4—23）
计算结果取大值。
防滑系数K，要求不小于2，按下式计算：
KFF4Z（7—4—24）
式中K—防滑系数；
FZ—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P，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Q；
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
L1,L2,L3,Ln，（m）
1,2,3,n，（°
）
2计算列车和货物总质量Q
PPjPc（kg）（7—4—25）
QhQ1Q2Q3Qn（kg）（7—4—26）
QPQh（7—4—27）
式中Pj—机车质量，kg；
Pc—承载车辆（吊运梁）自身质量之和，kg；
Q1,Q2,Q3,Qn—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：
v1,v2,v3vn，m/s；
空车时：
v1'
v'
2,v3'
vn'
，m/s。
5运行时间计算
重车运行时间：
TzhL1L2L3Ln（s）（7—4—28）
v1v2v3vn
空车运行时间：
TkL1'
L2'
L3'
Ln'
（s）（7—4—29）
v1'
v2'
v3'
vn'
往返一次总运行时间：
式中Tf—装载与调车辅助时间，s。
6每台机车一班可往返次数n
nt（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）：
L1L2L2（7—4—32）
H1HH2（7—4—33）
式中L1—单轨吊运行宽度，mm；
L—单轨吊设备宽度，mm；
L2—单轨吊单侧摆动幅度，一般取150mm；
H1—单轨吊运行高度，mm；
H—单轨吊设备高度（至单轨轨底），mm；
H2—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。
1-nt-WMAM
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