主斜井提升系统的选型设计.docx
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主斜井提升系统的选型设计
磁窑堡煤矿C16采区主斜井提升系统的选型设计
一、概论
磁窑堡煤矿现主要开采扩建井的二号煤层，由于扩建井+1100m水平以下的二号煤层已被划给了磁-羊技改井，到2010年年底扩建井主斜井将被综采采塌，为保证生产的顺利进行和延长矿井使用寿命，现正准备C16采区的开拓，下面就C16采区主斜井绞车选型进行选型设计计算。
二、设计计算的依据
1.矿井设计年产量An=30万吨；
2.工作制度：
年工作天数br=330天;日净提升时间t=16小时;
3.矿井斜长L=600m,倾角θ=20。
;
4.串车在井口栈桥上的运行距离LB=35m;井底车场增加的运行距离Lh=25m;
5.矿井服务年限为12.3年;
6.提升方式:
斜井单钩单绳串车提升;
7.车场形式:
井口选煤楼为不摘钩的平车场;井口料场为甩车场;井底为平车场;
8.提升容器:
MD3.3-6型3.3M3底卸式矿车,自重Qz=1680kg;载重Qk=3.3×0.86=2.838t;
9.散煤比重r=0.86吨/m3;
三、提升机的选择
（一）、一次提升串车数的确定
1.每小时提升量:
2.一次提升提升量的确定
1提升斜长Lt=L＋LB＋Lh
=600＋35＋25
=660（m）
2初步选择的最大速度Vm
《煤矿安全规程》规定斜井串车提升的最大速度不得超过5m/s,查JK型单绳缠绕式提升机,暂选Vm=3.8m/s;
⑶一次提升循环时间的确定
Tq’=（0.263Lt＋70）×2
=（0.263×660＋70）×2
=243.6×2
=487.2（s）
⑷一次提升Q
式中:
c――－提升能力富裕系数,取c=1.15
a―――提升不均衡系数,有井下煤仓取c=1.15
3.一次提升串车数的确定
n=Q/（3.3×0.86）
=6.78/2.838
=2.39（辆）
根据以上计算,可选择串车采用3辆MD3.3-6型3.3M3底卸式矿车;
（二）、提升钢丝绳的选择
1.提升钢丝绳端静荷重
Qd=n（q＋q0）（sinθ+f1cosθ）
=3（2838+1680）（sin20。
+0.015cos20。
）
=13554×（0.342+0.015×09397）
=13554×0.3569
=4838（kgf）
式中:
f1------提升容器在斜坡轨道上运动的阻力系数,f1=0.015
2.钢丝绳悬垂长度
LC=Lt+50
=660+50
=710（m）
3.钢丝绳单位长度的重量计算
P/K=
1.1σB
ma
4838
1.1×17000/6.5－710（sin20。
+0.20cos20。
）
=
=1.935（kg/m）
式中:
f2-------钢丝绳在巷道内运行的阻力系数,取f2=0.2
根据以上所计算的钢丝绳单重及公称抗拉强度可选择石咀山恒力钢丝绳厂生产的6×7-24.5-155-I-GB1102-74型钢丝绳。
全部钢丝的破断力总和QB=34500kgf,d=24.5mm,单重PK=2.129kg/m;
3.钢丝绳的安全系数
Qq
ma=
Qd＋LcPk（sinθ＋f2cosθ）
37850
4838＋710（sin20。
＋0.2cos20。
）
37850
4838＋376
=7.26＞6.5
符合《煤矿安全规程》的规定。
（三）、提升机的选择
1.滚筒直径
Dg≥80d
≥80×24.5
≥1960（mm）
式中
d------提升钢丝绳直径,d=24.5mm
可以选择滚筒直径为Dg=2000mm的单滚筒提升机;
2.滚筒的宽度
Lt＋Lm＋（3+4）πDg
KcπDp
式中:
Lm-------定期试验用的钢丝绳长度,一般取30m;
3---------为滚筒上缠绕的三圈摩擦绳;
4---------《煤矿安全规程》规定为每季度将钢丝绳移动1/4圈附加的钢丝绳圈数;
ε--------钢丝绳在滚筒上缠绕时钢丝绳间的间隙,滚筒直径Dp=2m,取ε=2mm;
Kc---------钢丝绳在滚筒上的缠绕圈数,C26采区主斜井倾角20度,提升长度大于600m,取Kc=3;
Dp----------钢丝绳在滚筒上缠绕的平均直径,Dp=2.067m;
于是
660+30+7π×2
3×π×2.067
=×26.5
=999（mm）
根据以上计算,查矿井提升机目录,可以选择2JK-2/20型提升机,技术性能为:
型
号
滚筒
钢丝绳最大静张力
钢丝
绳最
大静
张力
差
钢
丝
绳
直
径
钢丝
绳破
断力
总和
容绳量
最
大
提
升
速
度
电
机
功
率
电
机
转
速
机
器
总
重
量
机器旋转部分的变位重量
传
动
比
JK-
2/20
数
量
直径
宽
度
kg
kg
mm
kg
一
层
二层
三层
m/s
kw
r/min
kg
kg
20
个
m
m
6000
6000
24.5
34500
m
m
m
5
3.8
3.3
970
720
580
23100
6080
1
2
1.5
266
540
860
四、提升系统的确定
1.天轮的选择:
天轮直径Dt=80d
=80×24.5
=1960（mm）
查矿用固定天轮目录,可选择TSG-2000/13型固定天轮。
2.井架高度的确定:
Hj=50tg10。
－1.0
=8.8－1.0
=7.8（m）取8m;
式中
10。
------井口与天轮中心之间提升钢丝绳的倾角,
一般为6～10。
此处取10。
;
50------井口与天轮中心之间预选的提升斜长,取50m;
1.0------天轮的半径;
3.提升机滚筒轴中心至天轮中心的水平距离Ls和弦长Lx的确定
单钩固定天轮提升按内外偏角不超过1。
30/得
Lx=
=
=28.6（m）
取Ls=30（m）作为提升机滚筒中心与天轮中心之间的水平距离,求得钢丝绳的弦长为:
Lx=√L2s＋｛（Hj＋Rt）－（C＋Rg）｝2
=√312＋｛（8＋1）－（0.5＋1）｝2
=√1017.25
=31.89（m）
式中C----滚筒主轴中心与基座的中心高,C=0.5m;
4.钢丝绳的内外偏角
tgα=
=
=0.0235
α=1.374。
=1。
22/26.4//＜1。
30/
符合《煤矿安全规程》的规定
5.钢丝绳的出绳角
单滚筒为上出绳Φ=tg-1
=tg-1
=tg-10.25
=14。
2/10//
6.提升主电动机预选
电动机功率Ns=
=
=233.3（kw）
查绕线式电动机产品目录,可选用JR148-8型电动机,技术特征见下表:
型号
容量
电
压
电
流
转
速
效
率
功率
因数
转子电压
转子
电流
额定转矩
转子
转动
惯量
电机
重量
生产
厂家
JR148-8
kw
V
A
r/min
%
cos∮
V
A
2.02
145
kg
沈阳电机厂
240
6000
30
735
90
0.81
392
372
3100
按电动机额定转数核算的提升钢丝绳最大运行速度Vmax
πDgnd
60i
π×2×735
60×20
=3.848（m/s）
五、提升系统的变位质量计算
（一）、变位重量的计算
1.电动机的变位重量:
Gd=（GD2）di2/Dg2
=145×202/22
=14500（kg）
2.天轮的变位重量:
Gt=307kg（查表得）
3.提升机的变位重量:
Gj=6080kg（查表得）
4.提升钢丝绳的总长度:
Lk=Lc＋Lx＋7πD＋30
=710＋32＋7π×2＋30
=816（m）
5.变位重量总计
ΣG=n（Qz＋Qk）＋LkPk＋Gt＋Gj＋Gd
=3（2838＋1680）＋816×2.129＋307＋6080
＋14500
=13554＋1737＋24387
=36178（kg）
（二）.提升系统的变位质量
ΣM=ΣG/g
=36178/9.81
=3687.87（kg.S2/m）
六.提升系统的运动学
1.重车在井底车场运行:
（1）.初加速阶段:
时间t0=V0/a0
=1.5/0.3
=5（s）
距离L0=1/2V0t0
=1/2×1.5×5
=3.75（m）
（2）.在车场内的等速阶段:
距离:
L01=LH-L0
=25-3.75
=21.25（m）
时间:
t01=L01/V0
=21.25/1.5
=14.17（s）
2.重车在井筒中运行（包括井口栈桥部分）:
（1）.在井筒内的加速阶段:
时间:
t1=（Vmax-V0）/a1
=（3.848-1.5）/0.5
=4.7（s）
距离:
L1=（Vmax+V0）/2×t1
=（3.848+1.5）/2×4.7
=12.57（m）
（2）.进入栈桥前的减速阶段:
时间:
t3=t1
=4.7（s）
距离:
L3=L1
=12.57（m）
（3）.重矿车在进入栈桥后的运行段:
1.末减速阶段:
时间:
t5=t0
=5（s）
距离:
L5=L0
=3.75m
2.在栈桥上的低速等速运行段:
距离:
L4=LB–L5
=35-3.75
=31.25m
时间:
t4=L4/V0
=31.25/1.5
=20.83（S）
（3）.在井筒内的等速阶段:
距离:
L2=Lt－（LH＋LB＋L1＋L3）
=660－（25＋35＋12.57＋12.57）
=574.86（m）
时间:
t2=L2/Vmax
=574.86/3.848
=149.4（s）
3.一次提升的循环时间
Td=（t0＋t01＋t1＋t2＋t3＋t4＋t5＋Θ）×2
=（5＋14.17＋4.7＋149.4＋4.7＋20.83＋5＋25）×2
=228.8×2
=457.6（s）
七、提升系统动力学
为简化计算,钢丝绳及空、重矿车运行中的倾角虽有变化,全部按井筒的倾角θ=20。
计算。
（一）.重矿车在井底车场段:
1.提升开始时:
F0=Kn（Qz＋Qk）（sinθ＋f1cosθ）
＋LtPK（sinθ＋f2cosθ）＋∑Ma0
=1.1×3（1680＋2838）×0.3569
＋660×2.129×0.5209＋3687.87×0.3
=5321.2＋343.8＋1106.4
=6771.4（kgf）
2.初加速终了时:
F0/=F0－PkL0sinθ
=6771.4－2.129×3.75sin20。
=6768.7（kgf）
3.低速等速开始时:
F01=F0/－∑Ma0
=6768.7－3687.87×0.3
=6768.7－1106.4
=5662.3（kgf）
4.低速等速终了时:
F01/=F01－PkL01sinθ
=5662.3－2.129×21.25sin20。
=5662.3－15.5
=5646.8（kgf）
（二）.矿车在井筒中运行段:
1.主加速开始时:
F1=F01/＋∑Ma1
=5646.8＋3687.87×0.5
=5646.8＋1844
=7490.7（kgf）
2.主加速终了时:
F1/=F1－PkL1sinθ
=7490.7－2.129×12.57×sin20。
=7490.7－9.15
=7481.6（kgf）
3.等速开始时:
F2=F1/－∑Ma1
=7481.6－3687.87×0.5
=7481.6－1844
=5637.6（kgf）
4.等速终了时:
F2/=F2－PkL2sinθ
=5637.6－2.129×574.86sin20。
=5637.6－418.6
=5219（kgf）
5.减速开始时:
F3=F2/－∑Ma1
=5219－3687.87×0.5
=5219－1844
=3375（kgf）
6.减速终了时:
F3/=F3－PkL3sinθ
=3375－2.129×12.57sin20。
=3375－9.15
=3365.9（kgf）
（三）、重矿车在栈桥上运行段:
1.末等速开始时:
F4=F3/＋∑Ma1
=3365.9＋3687.8×0.5
=3365.9＋1844
=5210（kgf）
2.末等速终了时:
F4/=F4－PkL4sinθ
=5210－2.129×31.25sin20。
=5210－22.8
=5187.2（kgf）
3.末减速开始时:
F5=F4/－∑Ma0
=5187.2－3687.87×0.3
=5187.2－1106.4
=4080.8（kgf）
4.末减速终了时:
F5/=F5－PkL5sinθ
=4080.8－2.129×3.75sin20。
=4080.8－2.73
=4078.1（kgf）
（四）、等效力计算
∑F2t=1/2×（F02＋F0/2）t0＋1/2×（F012＋F01/2）t01
＋1/2×（F12＋F1/2）t1＋1/3×（F22＋F2F2/＋F2/2）t2
＋1/2×（F32＋F3/2）t3＋1/2×（F42＋F4/2）t4
＋1/2×（F52＋F5/2）t5
=0.5×（6771.42＋6768.72）×5＋0.5×（5662.32＋
5646.82）×14.17＋0.5×（7490.72＋7481.62）×4.7
＋0.33×（5637.62＋5637.2×5219＋52192）×149.4
＋0.5×（33752＋3365.92）×4.7＋0.5×（52102
＋5187.22）×20.83＋0.5×（4080.82＋4078.12）×5
=2.5×＋7.085×＋2.35×5
＋49.302×＋2.35×
＋10.415×＋2.5×
=3＋6＋4
＋46＋＋5＋
=48
Td=0.5×（t0+t01+t1+t3+t4+t5）+t2+1/3×Θ
=0.5×（5+14.17+4.7+4.7+20.83+5）+149.4+0.33×25
=0.5×54.4+149.4+8.25
=27.2+157.65
=184.85（s）
Fdx=√∑F2t/Td
=√48/184.85
=√.43
=5700（kgf）
（五）、等效功率:
Ndx=FdxVmax/（102η）
=5700×3.848/（102×0.90）
=238.9（kw）
从以上计算可知,所选电动机容量是合适的。
电动机的过载系数校验:
λ/=FmaxVmax/（102ηNdx）
=7490.7×3.848/（102×0.9×238.9）
=28824.2/21931.02
=1.314≤0.9×2.02=1.818是安全的;
由此可见,所选JR148-8型电动机是合适的;
八、实际提升能力计算
由于一次提升循环的实际时间为457.6s,为保证完成产量的一次循环时间则为487.2s.显然,本设计提升能力有较大的富裕量,这有利于矿井挖潜。
1.每年实际提升能力An/
3600×br×t×Q
An/=
C×Tx
3600×330×14×8.514
=
1.15×457.6
=26.9（万吨/年）
2.富裕系数at
at=An//An
=26.9/20
=1.39
九.耗电量计算
爬行段采用主电机控制,一次提升耗电量W
W=1.02∫Fdt×Vm/（3600×102×ηj×ηd）
式中:
1.02------附属设备耗电量的附加系数
ηj-------减速箱的传动效率,二级传动ηj=0.85
ηd-------电动机的效率,取ηd=0.9
积分项∫Fdt按下式计算:
∫Fdt=1/2（F0＋F0/）t0＋1/2（F01＋F01/）t0＋1/2（F1/＋F1//）t1
＋1/2（F2/＋F2//）t2＋1/2（F3/＋F3//）t3＋1/2（F4/＋F4//）t4
＋1/2（F5/＋F5//）t5
=0.5（6771.4＋6768.7）×5＋0.5（5662.3＋5646.8）×14.17
＋0.5（7490.7＋7481.6）×4.7＋0.5（5637.6＋5219）×149.4
＋0.5（3375＋3365.9）×4.7＋0.5（5210＋5187.2）×20.83
＋0.5（4080.8＋4078.1）×5
=33850.25＋80124.97＋35184.91＋810988.02
＋15841.11＋108286.84＋20397.25
=1104673.35（kg.s）
W=1.02∫Fdt×Vm/（3600×102×ηj×ηd）
1.02×1104673.35×3.848
3600×102×0.85×0.9
=15.43（度/次）
吨煤电耗w
W=W/Q
=15.43/8.514
=1.813（度/吨）
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