Выбор средств транспорта в условиях шахты

Федеральное агентство по образованию Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования

" Кузбасский государственный технический университет"

Кафедра стационарных и транспортных машин Пояснительная записка к курсовой работе Выбор средств транспорта в условиях шахты Выполнил: студент группы ГПо-54

Проверил: доц. Подпорин Т.Ф.

г. Междуреченск

2015 г.

угольный грузопоток конвейер бункер

1. Общая часть

1.1 Исходные данные

1.2 Краткая характеристика разработки угольного месторождения

1.2.1 Система вскрытия шахтного поля

1.2.2 Способ подготовки шахтного поля для выемки

1.2.3 Режим работы предприятия

1.2.4 Выбор типа механизированных комплексов

1.2.5 Подготовка исходных данных для определения характеристик грузопотоков, поступающих из очистных забоев

1.2.5.1 Плотность угля в целике ц (т/м³)

1.2.5.2 Коэффициент машинного времени

1.2.5.3 Сопротивляемость угля резанию

1.2.5.4 Определение сменной нагрузки очистных забоев Асм (т/см)

1.2.5.5 Определение числа циклов комбайна N за смену

1.2.6 Составление таблицы исходных данных

1.2.7 Расчетная схема для определения грузопотоков

2. Определение характеристик грузопотоков, поступающих из очистных забоев

2.1 Средний минутный грузопоток за время поступления угля из очистного забоя № 1

2.1.1 Средний минутный грузопоток за время поступления угля из очистного забоя № 2

2.2 Максимальный минутный грузопоток, который может поступить из очистного забоя № 1 и № 2

3. Выбор типа конвейера

3.1 Выбор конвейера по приемной способности

3.2 Установление допустимой длины конвейера

3.3 Максимальный суммарный грузопоток за время поступления груза (сложение случайных величин)

3.4 Выбор конвейера по приемной способности (для участка 2−5)

3.5 Установление допустимой длины конвейера

4. Тяговой расчет ленточного бремсбергового конвейера и аккумулирующего бункера

4.1 Исходные данные

4.2 Последовательность выполнения тягового расчета

4.3 Расчет бункера

5. Расчет дизелевозной откатки

6. Выбор оборудования околоствольного двора

7. Вспомогательный шахтный транспорт

8. Безопасная эксплуатация конвейерного транспорта

8.1 Общие сведения

8.2 Основные требования безопасности

9. Определение удельного часового расхода энергии конвейерной установкой 3Л100У-02 на уклоне

Список используемой литературы

Процесс транспортирования является неотъемлемой частью технологии добычи полезных ископаемых.

На будущего горного инженера-технолога ложится большая ответственность за принятые решения в области технологии и шахтного транспорта, в частности, способствующие эффективной и безопасной работе горнодобывающего предприятия и обеспечивающие технический прогресс отрасли.

С учетом изложенного преследуется цель научить студентов научным методам разработки месторождений твердых полезных ископаемых, т. е. экономически обоснованному извлечению с минимальными затратами живого и овеществленного труда при безусловной безопасности и комфортности ведения горных работ.

Поставленная цель достигается путем: глубокого и всестороннего обобщения длительного опыта действующих предприятий; технико-экономического анализа статистических зависимостей, инженерных, аналитических и вариантных решений; изучения закономерностей физических процессов, протекающих в толще полезных ископаемых и вмещающих пород при ведении горных работ; освещения вопросов охраны труда, правил безопасности, охраны недр и окружающей человека среды; освобождения рабочих от тяжелого физического труда в подземных условиях, на основе комплексной механизации и автоматизации производственных процессов, применения технологии выемки без постоянного присутствия рабочих в забое; использования знаний, полученных при изучении смежных, особенно экономических дисциплин.

Данный курсовой проект способствует углублению и закреплению полученных знаний, а также приобретению навыков принятия самостоятельных решений, проведения необходимых для этого расчетов.

Решения, принятые в курсовом проекте, основываются на прогрессивной технологии с высокой концентрацией горных работ и использования новой техники.

1. Общая часть

1.1 Исходные данные Индивидуальное задание № 3.13.13.01

Рис. 3

В табл. 1.1 приведены исходные данные, соответствующие заданию № 3.13.13.01.

Таблица 1.1

Исходные данные задания

1.2 Краткая характеристика разработки угольного месторождения В результате анализа индивидуального задания установлены следующие характеристики разработки угольного месторождения.

1.2.1 Система вскрытия шахтного поля Шахтное поле вскрыто двумя главными вертикальными стволами клетевым и скиповым, и капитальным квершлагом, с помощью которого вскрыт рабочий пласт [4, с. 53, рис. 4.5].

Рис. 1. Схема подготовки бремсберговой панели (проекция на плоскость пласта):

1 и 2 соответственно откаточный и параллельный штреки; 3 и 4 соответственно нижняя приемо-отправительная и посадочные площадки; 5 бремсберг; 6 и 7 соответственно людской и грузовой ходки; 8 и 9 соответственно вспомогательный и конвейерный ярусные штреки; 10 разрезная печь; 11 вентиляционный штрек; 12 промежуточная и верхняя приемо-отправительные площадки; 13 шурф

1.2.2 Способ подготовки шахтного поля для выемки На шахте отрабатывается первая панель, расположенная в бремсберговой части шахтного поля. Принят панельный способ подготовки с делением на ярусы панели шахтного поля [4, с. 53, рис. 4.5].

При этом способе от капитального квершлага проведены главный полевой транспортный и главный полевой вентиляционный штреки.

Подготовка бремсберговой панели выполнена следующим образом. Около главных полевых транспортного и полевого вентиляционного штреков, в месте заложения и проведения бремсберговов, образована нижняя приемно-отправительная площадка [6, с. 181].

Рис. 2. Схема приемно-отправительной площадки:

1 — транспортный бремсберг; 2 — конвейерный бремсберг; 3 — людской бремсберг; 4 — аккумулирующий бункер; 5 — обходная выработка; 6 — полевой транспортный штрек По пласту проводят конвейерный бремсберг и два ходка. Один ходок предназначен для вспомогательного грузового транспорта. Ходок со всеми штреками соединяют заездами, которые упрощают передачу груза с одной выработки в другую [3, с. 78]. Другой ходок предназначен для спуска и подъема людей в специальных вагонетках (или канатно-кресельной дорогой.) От ходков бремсберга в обе стороны проводят ярусные штреки: конвейерный и вентиляционный.

Уголь из очистного забоя по конвейерному штреку поступает до бремсберга, а по нему до главного полевого транспортного штрека.

Схема горного бункера, в месте погрузки в подвижной состав локомотивного транспорта представлена на демонстрационном листе [6, с. 340 № схемы XXI].

Схема участкового транспорта (схема транспорта выемочной панели рис. 3 образец для выполнения), выполнена путем наложения технологической схемы транспорта на безмасштабную схему горных выработок [6, с. 19].

Рис. 3. Схема транспорта выемочной панели На шахте принята система разработки длинными стволами по простиранию при панельной подготовке шахтного поля. В панели располагается две лавы, по одной на крыло [3, с. 189]. Отработка столбов ведется обратным ходом. Развитие сети выработок в пределах яруса для подготовки фронта очистных забоев показано на рис. 3.

1.2.3 Режим работы предприятия Режим работы шахт по добыче: число рабочих дней в году 300; число рабочих смен по добыче угля в сутки 3; продолжительность рабочей смены на подземных работах 6 ч; на поверхности 8 ч. [3, с. 402].

1.2.4 Выбор типа механизированных комплексов С учётом мощности пласта m = 1,9 м, угла падения пласта б = 5° выбираем тип механизированного комплекса КМ-138.

Горнотехнические условия применения комплекса КМ-138 сводим в табл. № 3.

Данный комплекс производится серийно Юргинском Машиностроительным заводом и предназначен для комплексной механизации очистных работ.

1.2.5 Подготовка исходных данных для определения характеристик грузопотоков, поступающих из очистных забоев

1.2.5.1 Плотность угля в целике ц (т/м³)

В соответствии с рекомендациями работы [9, с. 2] принимаем равной ц = 1,35 т/м³.

1.2.5.2 Коэффициент машинного времени В соответствии с рекомендациями работы [9, с. 2] принимаем значение kм = 0,4 для очистного забоя № 1 и № 2.

1.2.5.3 Сопротивляемость угля резанию В соответствии с рекомендациями работы [9, с. 2] принимаем Ар = 100 Н/мм для очистного забоя № 1 и № 2.

1.2.5.4 Определение сменной нагрузки очистных забоев Асм (т/см) Сменную добычу Асм определяем по формуле:

(1.1)

где m — мощность пласта, м; b — ширина захвата, м;

Lоз — длина очистного забоя (лавы), м;

N — число циклов, которое может совершить комбайн при определенных скоростях подачи.

1.2.5.5 Определение числа циклов комбайна N за смену Число циклов комбайна определяем по формуле:

(1.2)

где tпз — время на совершение подготовительно-заключительных операций, мин (с целью упрощения задачи принимаем tпз= 20 мин),

Vmax — максимальная скорость подачи выемочной машины при резании, м/мин, зависит от её энерговооруженности и сопротивляемости угля резанию (Ap).

Определяют по [9, табл. 2 прил. 2;

Vґmax= 0,85 Vmax м — скорость подачи комбайна при обратном ходе (при зачистке), м/мин;

Vmax м — возможная техническая скорость подачи выемочной машины, м/мин, принимают по [6, табл. 6.1],

Vmax м = 10,2 м/мин.

м/мин.

Таблица 1.2. Удельные энергозатраты разрушения угля в зависимости от сопротивляемости угля резанию

Число циклов комбайна для очистного забоя № 1

Сменная добыча для очистного забоя № 1

Число циклов комбайна для очистного забоя № 2

Сменная добыча для очистного забоя № 2

1.2.6 Составление таблицы исходных данных Располагая технической характеристикой механизированного комплекса и определенными выше показателями заполняем табл. 3 исходных данных для определения характеристик грузопотока.

Таблица 1.3. Исходные данные для определения характеристик грузопотока

1.2.7 Расчетная схема для определения грузопотоков На основании заданной технологической схемы (рис. 4) составляем расчетную схему выделением цифрами расчетных участков (деление схемы на расчетные участки способствует проведению системного расчета).

Рис. 4. Расчетная схема конвейеризируемых выработок шахты

2. Определение характеристик грузопотоков поступающих из очистных забоев

2.1 Средний минутный грузопоток за время поступления угля из очистного забоя № 1

(2.1)

где k п — коэффициент времени поступления угля из одного очистного забоя на транспортную систему.

При односторонней схеме работы комбайна с зачисткой величину kп — определяют по формуле

(2.2)

Где

tз — продолжительность зачистки очистного забоя при обратном ходе в течение смены:

мин, (2.3)

Где

= 10,2 м/мин максимальная маневровая скорость выемочной машины (принимают для РКУ 13 [9, табл. 2 прил. 2].

Тогда

;

т/мин.

2.1.1 Средний минутный грузопоток за время поступления угля из очистного забоя № 2

(2.1)

где k п — коэффициент времени поступления угля из одного очистного забоя на транспортную систему;

при односторонней схеме работы комбайна с зачисткой величину kп — определяют по формуле

(2.2)

где tз — продолжительность зачистки очистного забоя при обратном ходе в течение смены:

мин, (2.3)

где = 10,2 м/мин максимальная маневровая скорость выемочной машины (принимают для РКУ — 13 [9, табл. 2 прил. 2].

Тогда

;

т/мин.

2.2 Максимальный минутный грузопоток, который может поступить из очистного забоя № 1 и № 2

При прямом ходе выемочной машины:

(2.4)

где Vmах — 4,8 м/мин максимальная скорость выемочной машины при резании принимаем [2, табл. 2 прил. 2] для комбайна РКУ-13 при b = 0,63 м, m = 1,9 м.

(2,5)

где д1 — расчетный коэффициент, учитывающий направление движения выемочной машины и скребковой цепи забойного конвейера; Vк = 84 м/мин — скорость цепи конвейера СП-87П, принимают по [9, табл. 1, прил. 2]; Шпкоэффициент погрузки: при односторонней работе выемочной машины Шп = 0,68, устанавливают по [ 2, табл. 3 прил. 2 ].

Тогда максимальный минутный поток при прямом ходе:

т/мин.

При обратном ходе выемочной машины (зачистке):

(2.6)

Где

м/мин; (2.7)

(2.8)

тогда максимальный минутный грузопоток при обратном ходе:

т/мин.

По максимальному минутному грузопотоку из забоя проверяем правильность предварительного выбора скребкового конвейера по условию aґmax1? aзк. Так как это условие выполняется (5,0 т/мин < 8,4 т/мин), значит, конвейер СП-87П принят правильно.

3. Выбор типа конвейера Конвейерную линию условно делим на расчетные участки.

Участки 1−2, 3−4, являются однопоточными, а участок 2−5 — сборный. Выбор типов конвейера производим для каждого участка.

Участки 1−2 и 3−4 ярусные конвейерные штреки очистных забоев № 2, № 1 (l1 = 1000, l2 = 1500 м, в =).

3.1 Выбор конвейера по приемной способности По [9, по табл. 5 прил. 2 находим параметры ленточного конвейера (с учетом места установки: стационарный или полустационарный), который бы обеспечил условие т. е. приемная способность конвейера должна быть больше максимального минутного грузопотока 5,0 т/мин.

Приемную способность, удовлетворяющую условию м³/мин, что при г = 0,85 т/м³ соответствует т/мин, обеспечивают следующими параметрами конвейера: В = 800 мм шириной ленты, Vл = 2 м/с скоростью ленты.

В соответствии с принятыми параметрами и исходя из условий эксплуатации на штреках (1−2 и 3−4), должны быть установлены полустационарные телескопические ленточные конвейеры.

По [9, табл. 1, прил. 3] предварительно принимаем конвейер 2ЛТ80У-02. Второй типоразмер принят с целью установки конвейера на всю длину штрека (1500 м).

3.2 Установление допустимой длины конвейера Принятие окончательного решения возможно после проверки: проходит ли предварительно выбранный конвейер 2ЛТ80У-02 по мощности привода и прочности тягового органа (ленты) с учетом конкретной эксплуатационной нагрузки и конкретного угла наклона выработки.

Для этого определяем эксплуатационную нагрузку

(3.1)

где расчётный коэффициент нагрузки.

Величину находим по [9, табл. 4 прил. 2, установив предварительно и по формулам, где — продолжительность загрузки несущего полотна конвейера, мин; - минутный коэффициент неравномерности:

для очистного забоя № 1 для очистного забоя № 2

мин; мин;

; ;

т/ч т/ч Рис. 5. График применимости ленточного конвейера 2ЛТ80У-02 (N= 165 кВт, V = 2 м/с) Для данного случая по графику применимости ленточного конвейера 2ЛТ80У-02 при угле наклона 0° и ожидаемой эксплуатационной нагрузке QЭ1= 238 т/ч и QЭ2 = 269 т/ч допустимая длина Lдоп составляет соответственно 1600 и 1510 м. Так как Lдоп > l2 и Lдоп > l1, то для участков 3−4 и 1−2 окончательно принимаем установку конвейера 2ЛТ80У-02.

Учитывая, что телескопический ленточный конвейер 2ЛТ80У-02 унифицированного ряда, необходимость выбора перегружателя отпадает, так как он входит в состав конвейера.

В качестве критериев оценки правильности выбора ленточного конвейера применяем коэффициент использования:

по приемной способности конвейера для участков 1−2 и 3−4:

; (3.2)

по эксплуатационной производительности конвейера:

(3.3)

для участка 1−2 забой № 2 для участка 3−4 забой № 1

Конвейеры выбраны правильно так как выполняются оба условия:

0,5? Rпр? 1

0,5? Rэ? 1

для участка 1−2 забой № 2 для участка 3−4 забой № 1

0,5? 0,7? 1 0,5? 0,7? 1

0,5? 0,91? 1 0,5? 0,95? 1

Участок 2−5 — панельный бремсберг является сборным для двух грузопотоков из очистных забоев № 2 и № 1. Необходимую приемную способность уклонного конвейера определяют по наиболее загруженному участку 2−5.

3.3 Максимальный суммарный грузопоток за время поступления груза (сложение случайных величин)

(3.4)

Значение вероятностного параметра зависит от числа очистных забоев, подающих груз на сборный конвейер [1, с. 72]. Для данного случая вероятностный параметр составляет = 2,4.

Значение среднеквадратичных отклонений минутных грузопотоков за время поступления груза из очистных забоев определяют по формуле:

т/мин. (3.5)

Допустим, что конвейер не проходит по длине. В данной ситуации возможны три решения, каждое из которых имеет варианты.

т/мин.

Тогда максимальный суммарный грузопоток на участке 2−5 равен

т/мин.

3.4 Выбор конвейера по приемной способности (для участка 2−5)

На расчетном участке 2−5 должен быть установлен стационарный бремсберговый конвейер с углом наклона в2 = 5° и приемной способностью не менее 10 т/мин.

Находим параметры ленточного конвейера [3, табл. 5 прил. 2] (с учетом места установки: стационарный или полустационарный), который бы обеспечивал условие

т.е. приемная способность должна быть больше максимального суммарного грузопотока.

Приемную способность, удовлетворяющую условию = 16,8 м³/мин, что при г = 0,85 т/м³ соответствует 14,28 т/мин, обеспечивают следующими параметрами конвейера:

В = 1000 мм — шириной ленты;

Vл = 2,5 м/с — скоростью ленты.

В соответствии с принятыми параметрами и исходя из условий эксплуатации для участка 2−5 предварительно принимаем по [6, табл. 13.1] или по табл. 1 прил. 3 конвейер 3Л100У.

3.5 Установление допустимой длины конвейера Принятие окончательного решения возможно после проверки: проходит ли предварительно выбранный конвейер 3Л100У по мощности привода и прочности конвейерной ленты с учетом конкретной эксплуатационной нагрузки и конкретного угла наклона выработки.

В связи с тем, что у каждого груза свое место погрузки и они разнесены, определяем приведенную эксплуатационную нагрузку при условии установки одного конвейера на всю длину выработки (Lк = 800 м).

(3.6)

где и — соответственно долевые значения эксплуатационных нагрузок, т/ч; и — соответственно длины отрезков выработки, по которым транспортируются грузопотоки, м.

Определяем эксплуатационную нагрузку от очистных забоев:

(3.7)

Расчетный коэффициент нагрузки kt принимаем по [9, табл. 4 прил. 2]. Чтобы определить величину kt необходимо предварительно найти tk — продолжительность загрузки несущего полотна конвейера и k1 — минутный коэффициент неравномерности, суммарный средний минутный грузопоток определяем по формуле:

для очистного забоя № 2 для очистного забоя № 1

мин; мин;

; ;

Приведенная эксплуатационная нагрузка, действующая на участке выработки 2−5, составит:

Для данного случая по графику применимости ленточного конвейера 2Л100У при угле наклона 5° и ожидаемой эксплуатационной нагрузке Qэ (прив) = 465 т/ч Lдоп составляет 1400 м. Так как Lдоп > Lк для участка 2−5 окончательно принимаем установку конвейера 2Л100У.

В качестве критериев оценки правильности выбора ленточного конвейера применяем коэффициент использования:

по приемной способности конвейера для участка 2−5:

по эксплуатационной производительности конвейера для участка 4−5:

Конвейер выбран правильно, так как выполняются оба условия:

0,5? Rпр? 1; 0,5? 0,62? 1;

0,5? Rэ? 1. 0,5? 0,9? 1.

4. Тяговой расчет ленточного бремсбергового конвейера и аккумулирующего бункера

4.1 Исходные данные Таблица 4.1

Исходные данные

4.2 Последовательность выполнения тягового расчета Для этого реальную схему ленточного конвейера, содержащую барабаны различного назначения (приводные, направляющие, концевой), загрузочное устройство, очистные устройства, заменяем на предельно упрощенную рис. 1.

Рис. 1. Расчетная схема бремсбергового ленточного конвейера Значение массы груза, приведённого к одному метру ленты, определяем по формуле

(1)

Для людских и грузолюдских конвейеров принимается:

— при посадке в движущуюся ленту;

— на неподвижную ленту.

Подставив в формулу (1) численные значения получим кг/м Значение сил сопротивления движения верхней и нижней ветвей ленты определяется по формулам:

для загруженной верхней ветви

(3)

для нижней ветви

(4)

Принимаем значение в соответствии с рекомендациями работы [1, с. 16 табл. 10].

Подставив в формулу (3) и (4) численные значения получим При расчете по формулам (3) и (4) знак принимается «-» при движении ветви вверх и «+» при движении ветви вниз.

Рис. 2. Вид недостроенной диаграммы натяжения ленты бремсбергового конвейера, построенной по расчетной схеме на рис. 1

(9)

(10)

Определяем тяговое усилие привода как алгебраическую сумму приращений ленты на участках замкнутого контура

(12)

Подставив в формулу (12) численные значения получим Достраиваем диаграмму. Находим местоположение оси абсцисс системы координат S-L. При определении местоположении оси абсцисс следует учитывать два условия:

первое условие — отсутствие пробуксовки на приводном барабане (барабанах)

(13)

где KТ = 1,3 — 1,4 — запас тяговой способности привода; - тяговый фактор при ленте с резиновыми прокладками;

Принимаем значение =3,66 в соответствии с рекомендациями работы [1, с. 13, табл. 8].

Подставив в формулу (13) численные значения получим второе условие — отсутствие чрезмерного провеса ленты между роликоопорами

(15)

Подставив в формулу (15) численные значения получим Рис. 3. Полная (достроенная) диаграмма натяжения ленты бремсбергового конвейера, построенная по расчетной схеме.

Определяем величину Smax как алгебраическую сумму приращений натяжения ленты на участках замкнутого контура.

(16)

Подставив в формулу (16) численные значения получим Рассчитываем прочностные параметры конвейерной ленты, располагая величиной для резинотросовых лент

(18)

Принимаем значение n=9,5 в соответствии с рекомендациями работы [1,с.17 таб.10]. Подставив в формулу (18) численные значения получим Для ленты 2РТЛО — 2500 предел прочности на разрыв 1 см ширины ленты аВР =24,5 кН/см Определяем установленную мощность двигателя (двигателей) привода.

Для двигательного режима

(19)

Принимаем значение =0,85 в соответствии с рекомендациями работы [1,с.19]. Подставив в формулу (19) численные значения получим

4.3 Расчет бункера В результате анализа индивидуального задания установлено, что в пункте погрузки ПП № 2 имеется горный бункер. Он является аккумулирующим и используется для глубокого усреднения грузопотока или для аварийного аккумулирования груза с целью компенсации (исключения) простоев по вине транспорта. Аккумулирующие бункеры представляют собой вертикальную (наклонную) выработку.

При магистральном рельсовом транспорте емкости аккумулирующих бункеров стационарных погрузочных пунктов Vб рекомендуется принимать по формуле (4.12) [13, с. 221]

(4.12)

где a, b — коэффициенты, постоянные для данной грузоподъемности обращающегося состава (табл. 4.2)

Таблица 4.2

Значение коэффициентов a и b

[13, с. 221]; Асм средний сменный грузопоток погрузочного пункта, определяемый по формуле (4.13)

Значение Асм определяем с учетом грузопотока из очистных забоев № 3 и № 4 по формуле

(4.13)

581+630 = 1211 т/см Подставив числовое значении Асм в формулу (4.12) получим

=150 т.

При отсутствии бункера минимальная величина запаса порожних вагонеток (в составах) определяется по формуле (4.15) [13, с. 221]

(4.15)

где а1, b1 — коэффициенты, постоянные для данной грузоподъемности обращающегося состава (табл. 4.3) [13, с. 222, табл. 9.19].

Таблица 4.3

Значение коэффициентов а1 и b1

Рис. 10. Схема сооружения бункера на верхней приемной площадке в месте сопряжения конвейерного уклона с обходной выработкой Рис. 11. Сопряжение бункера на промежуточной приемной площадке в месте сопряжения ярусного конвейерного штрека с пластовым конвейерным уклоном

5. Расчет дизелевозной откатки Рис. 12. Схема дизелевозной откатки (по варианту задания):

ОД — круговой околоствольный двор; РЯ — угольная разгрузочная яма; СК — скиповой ствол; КЛ — клетевой ствол По условию задания производим расчет дизелевозной откатки для участка 5−6 от аккумулирующего бункера емкостью 150 т погрузочного пункта ПП № 2 до угольной разгрузочной ямы РЯ в околоствольном дворе ОД.

1. В соответствии с основными положениями по проектированию подземного транспорта новых и действующих угольных шахт [6, с. 14], принимаем поточную технологию транспортирования. При этой технологии в качестве тягового транспортного средства принимаем дизелевоз типа ДГ 70 Д. 2, а в качестве грузового подвижного состава — секционный поезд ПС-3,5−900.

2. Разгрузка состава производится в околоствольном дворе на угольной разгрузочной яме при прохождении через нее дизелевоза с поездом. После разгрузки поезд направляется снова под погрузку на погрузочный пункт (в общем случае направляется диспетчером по определенному маршруту).

Таблица 5.1

Техническая характеристика дизелевоза типа ДГ 70 Д. 2 11

Таблица 5.2

Техническая характеристика секционного поезда 2ПС-3,5−900 1

Расчет дизелевозной откатки производим в соответствии с методикой, разработанной ИГД им. Скочинского и изложенной в «Основных положениях …» [6, с. 70].

Допустимый вес порожнего состава QП (кН) определяют из условия реализации максимальной силы сцепления дизелевоза при установившемся движении на подъем (по капитальному квершлагу из околоствольного двора к пункту погрузки) по формуле (5.1) [6, с. 70].

(5.1)

где = 98,1 кН — вес дизелевоза ();

— расчетный коэффициент сцепления колес, принимаем значение в соответствии с данными табл. 6.2 [6, с. 75], полагая, что рельсы мокрые, чистые;

wП — основное удельное сопротивление движению порожних секций, вместимостью 3,5 м³, принимаем wП = 10 Н/кН по табл. 6.3 [6, с. 75];

iрпреобладающий уклон рельсового пути, принимаем iр = 3‰ (по варианту задания iр = 0,003 = 3‰);

iкр — фиктивный подъем, учитывающий влияние кривых, принимаем

iкр = 0, так как в задании не оговорено наличие криволинейного участка рельсового пути на капитальном квершлаге (на схеме участок 5−6).

Допустимый вес груженого состава QГ (кН) определяют из условия обеспечения силы сцепления при установившейся скорости движения под уклон (по капитальному квершлагу в околоствольном дворе) по формуле (5.2) [6, с. 74].

(5.2)

где wГ — основное удельное сопротивление движению груженых секций, вместимостью 3,5 м³, принимаем wГ = 8 Н/кН по табл. 6.3 [6, с. 75]; значения, , iкр,, iр приведены выше.

Допустимый вес порожнего состава QП. ТР (кН) определяют для случая трогания на подъеме (при движении по капитальному квершлагу в направлении из околоствольного двора к пункту погрузки) по формуле (5.3) [6, с. 74].

(5.3)

где — коэффициент сцепления при трогании с места, принимаем = 0,2 по табл. 6.2 [6, с. 75];

wкр дополнительное удельное сопротивление секций при трогании на криволинейном участке пути, принимаем wкр = 0, так как в задании неоговрено о наличии на участке 5−6 кривой;

amin — минимальное ускорение состава при трогании с места, принимаем значение amin = 0,03 м/с² в соответствии рекомендаций [6, с. 74]; значения, wП, iр приведены выше.

Допустимый вес состава определяем в следующем порядке: при движении порожнего состава на подъеме по формуле (5.1)

при движении груженого состава под уклон по формуле (5.2)

при трогании порожнего состава на подъеме по формуле (5.3)

Из значений, и принимаем меньшее за расчетный вес состава

= = 882,9 кН.

Количество груженых секций в составе определяют по формуле (5.4) [6, с. 74].

(5.4)

где сз — коэффициент заполнения секции;

µ емкость секции, м³;

qo — масса порожней секции, т;

г — насыпная масса груза, т/м³.

При расчете по формуле (5.4) принимаем:

сз = 1,0 (как для вновь проектируемой шахты [6, с. 78];

µ = 3,5 м³ (6, табл. 5.2);

qo = 1,4 т (6, табл. 5.2);

г = 0,85 т/м³ (из рекомендаций [9]);

g = 9,81 м/с².

Подставив в (5.4) численные значения получим:

секций.

Количество порожних секций ZП в составе определяют по формуле (5.5) [6, с. 78].

. (5.5)

Подставив в (5.5) численные значения получим:

секции.

Из полученных значений ZП и ZГ принимаем за расчетную величину меньшее значение ZГ = 20,57 секций и округляем до ближайшего меньшего целого числа (ZР = 20 секций).

Вес груженого состава (кН) определяют при ZР = 20 секций по формуле (5.6) [6, с. 74].

(5.6)

а вес порожнего состава (кН) определяют по формуле (5.7) [6, с. 74].

. (5.7)

Подставив численные значения в формулы (5.6) и (5.7) получим кН, кН.

Силу сопротивления движению порожнего состава WП (Н) при перемещении с равномерной скоростью определяют по формуле (5.8) (состав следует из околоствольного двора по капитальному квершлагу к пункту погрузки ПП № 2).

(5.8)

Силу сопротивления движению груженого состава WГ (Н) при перемещении с равномерной скоростью определяют по формуле (5.9) (состав следует по капитальному квершлагу в сторону околоствольного двора для разгрузки).

(5.9)

Подставив численные значения в формулы (5.8) и (5.9) получим:

Н, Н.

Создаваемая дизелевозом сила тяги FД (Н) при равномерном движении расходуется на преодоление сил сопротивления движению состава:

(5.10)

. (5.11)

В этих формулах FД. П и FД. Г соответственно сила тяги, создаваемая дизелевозом при перемещении порожнего состава и сила тяги, создаваемая дизелевозом при перемещении груженого состава:

Н, Н.

Скорость движения состава определяют по тяговой характеристике рудничного дизелевоза ДГ 70 Д. 2 (рис. 13).

Рис. 13. Тяговая характеристика рудничного дизелевоза ДГ 70 Д.2

Силе тяги FД. П = 4846,4 Н соответствует скорость VП = 16 км/ч.

Силе тяги FД. Г = 4782,5 Н соответствует скорость VГ = 16 км/ч.

Необходимую мощность дизельного двигателя при движении порожнего состава NП (кВт) (это наиболее тяжелый режим движения) определяют по формуле (5.12) [10, с. 16].

(5.12)

где — КПД осевых редукторов (принимаем = 0,85 [10, с. 16]);

— КПД гидротрансмиссии (принимаем = 0,54);

— КПД системы очистки выхлопных газов (принимаем = 0,85 [10, с. 16]);

Подставив численные значения в формулу (5.12), получим:

кВт Полученное значение NП = 55,2 кВт меньше значения кВт, следовательно, при расчетной массе состава можно двигаться со скоростью VП = 16 км/ч [10, с. 16].

Время рейса tР (мин) определяется по формуле (5.13) [10, с. 12].

(5.13)

где tГ и tП — соответственно время движения груженного и порожнего составов, мин;

— продолжительность нахождения дизелевоза в околоствольном дворе за цикл, мин (принимаем =10 мин [10, с. 12]);

— продолжительность нахождения дизелевоза в пункте погрузки, мин (принимаем =10 мин [10, с. 12]);

— продолжительность дополнительных операций (остановок) в местах пресечения транспортных магистралей, мин (принимаем = 510 мин [10, с. 12]).

Значения tГ и tП определяются по формулам (5.14) и (5.15) [10, с. 12].

; (5.14)

; (5.15)

где VГ и VП — соответственно скорости движения в грузовом и порожняковом направлениях, км/ч, которые определяются по тяговой характеристике рудничного дизелевоза ДГ 70 Д. 2 (рис. 13.2); L — длина участковой выработки, км (по варианту задания L = 2,5 км).

Скорости движения дизелевозов в направлении потока воздуха должны отличаться от скорости воздуха не менее чем на 0,5 м/с. Принимаем, что в нашем случае это условие выполняется.

Расчеты производим в следующем порядке:

время движения груженого состава по формуле (5.14)

мин;

время движения порожнего состава по формуле (5.15)

мин;

Подставляем полученные значения в формулу (5.13):

мин;

Допустимую скорость движения груженого состава VДОП (км/ч) при движении по выработки с наибольшим преобладающим уклоном (по капитальному квершлагу в околоствольный двор) определяют по формуле (5.16) [10, с. 13].

(5.16)

где lТ тормозной путь; принимают в соответствии с действующими правилами безопасности, равным 40 м; bТ удельная тормозная сила (даН/т), рассчитывается по формуле (5.17) [10, с. 13]:

(5.17)

где — коэффициент сцепления при торможении, = 0,12−0,13.

Расчет приведенных формул производится в следующем порядке:

удельная тормозная сила по формуле (5.17)

даН/т;

допустимая скорость движения груженого состава по формуле (5.16)

км/час.

Инвентарное количество дизелевозов (шт.) рассчитывают по формуле (5.18) [10, с. 16].

(5.18)

где NР — количество рабочих дизелевозов;

NРЕЗ — количество резервных дизелевозов.

Количество рабочих дизелевозов определяют по формуле (5.1) [10, с. 17].

(5.19)

где необходимое число рейсов в смену, рассчитываемое по формуле (5.20) [10, с. 17].

(5.20)

Здесь необходимое число рейсов в смену для вывоза груза, определяемое по формуле (5.21) [10, с. 17].

(5.21)

где КН — коэффициент неравномерности выдачи груза, КН = 1,25;

АПЛ — сменный суммарный грузопоток участка;

— необходимое число рейсов для перевозки людей;

— число возможных рейсов одного локомотива в течении смены, определяемое по формуле (5.22) [10, с. 17].

. (5.22)

где tР — время рейса, ч, см. формулу (5.13);

tО — чистое время работы дизелевозной откатки в смену, ч (принимается по нормам технологического проектирования на 30 мин меньше продолжительности смены).

Расчет приведенных формул осуществляется в следующем порядке:

— необходимое число рейсов в смену для вывоза груза по формуле (5.21)

рейсов;

— необходимое число рейсов в смену по формуле (5.20)

рейсов;

— число возможных рейсов одного локомотива в течение смены по формуле (5.22)

рейсов;

— количество рабочих дизелевозов по формуле (5.19)

дизелевоза;

— инвентарное количество дизелевозов по формуле (5.18)

дизелевоза.

6. Выбор оборудования околоствольного двора В проекте принята поточная схема локомотивной откатки, при которой саморазгружающийся локомотиво-состав в виде постоянно соединенного локомотива с секционным поездом типа ПС-3,5.

При этом обеспечивается максимальная производительность благодаря комплексной механизации всех взаимосвязанных между собой транспортных операций (погрузка транспортирование нерасцепляемыми поездами разгрузка на разгрузочной яме), с повторяющейся цикличностью по замкнутому кольцевому контуру.

Поточная схема организации работ позволяет исключить маневровые операции на погрузочных и разгрузочных пунктах, ручной труд по сцепке и расцепке подвижного состава, громоздкий комплекс оборудования разгрузочного пункта (опрокидыватели, толкатели и др.), упростить комплекс оборудования погрузочных пунктов, а также обеспечить дистанционное или автоматическое управление локомотивом в процессе погрузки и разгрузки состава.

7. Вспомогательный шахтный транспорт На настоящем этапе развития угольной промышленности успешно осуществляется техническое перевооружение вспомогательного шахтного транспорта с переходом на использование подвесных монорельсовых дорог с дизельной локомотивной тягой, обеспечивающей поточную технологию доставки.

Преимуществами монорельсовых дорог с локомотивной тягой являются: автономность при доставке вспомогательных грузов, оборудования и перевозке людей в разветвленных выработках неограниченной длины с большими углами наклона; малые габариты и небольшая жесткая база, позволяющая работать в выработках с небольшим поперечным сечением и малыми радиусами закруглений [18, 20.

Для обеспечения поточной технологии доставки грузов вспомогательным шахтным транспортом, проектом предусматривается применение современных наиболее совершенных технических решений 2:

1. Подвесной зубчатой дизельной дороги KPZS-80 для транспортирования людей, материалов и оборудования в подземных горных выработках с углом наклона 35, обеспечивающей равномерное движение на крутых углах наклона трассы.

2. Экологичного дизелевоза «Scharf DZ 2200» (Германия). Этот дизелевоз может перевозить грузы массой до 50 тонн и работать на углах с наклоном до 30 градусов. Дизелевоз способен передвигаться как по напочвенной, так и по подвесной монорельсовой дороге по балке с реечным зацеплением, обеспечивающим равномерное движение на крутых углах наклона трассы. В отличие от своих предшественников этот дизелевоз более экологичен: концентрация его выхлопных газов в семь раз меньше предельно допустимой. В дизелевозе используется многоступенчатая система сухих фильтров для очистки выхлопных газов.

Это позволяет эксплуатировать дизелевоз на поверхности шахты даже в зимнее время при низкой температуре воздуха.

3. Сквозной дизелевозной доставки вспомогательных грузов с поверхности до очистного и подготовительного забоев.

Для перевозки тяжелых секций механизированной крепи, частей комбайнов и других тяжелых грузов в горных выработках проектом предусматриваем применение напочвенной зубчатой дороги НЗД600/900.

Проектом предусматривается применение монорельсового подвесного пути, выполненного из двутаврового спецпрофиля с реечным зацеплением, выпускаемого ООО «Рельсы КМК» (г. Новокузнецк). Путь крепится непосредственно к кровле выработки с помощью анкерной крепи, либо к рамам металлической арочной крепи, поддерживающей горные выработки по трассе дороги, посредством специальных подвесных устройств.

8. Безопасная эксплуатация конвейерного транспорта

8.1 Общие сведения Большинство несчастных случаев на конвейерном транспорте происходит из-за падения отдельных кусков груза с ленты, при чистке и ремонте роликов, во время передвижки конвейеров, из-за отсутствия ограждений вращающихся узлов, при перемещении людей по движущейся ленте и других нарушениях правил безопасности. Тяжелые последствия вызывают нарушения правил монтажа и демонтажа конвейеров.

8.2 Основные требования безопасности Правилами безопасности установлены допустимые зазоры не менее 700 мм между конвейером и бортом горной выработки для возможности прохода людей, без прохода людей 400 мм. При транспортировании крупнокусковых грузов необходима сетка со стороны прохода. Между самой высокой частью конвейера и креплением горной выработки (кровлей горной выработки) 600 мм. Расстояние между двумя конвейерами должно быть не менее 1000 мм.

Приводные и натяжные станции должны быть хорошо освещены, а вращающиеся части (узлы) должны иметь кожухи и специальные ограждения; установлена блокировкапри снятии ограждений конвейер останавливается.

Для перехода через конвейер над конвейером установлен переходный мостик с перилами, а в месте перехода под конвейеромограждение от падающих кусков груза.

В целях безопасности предусматривается возможность отключения конвейеров из любой точки: для этого с небольшими интервалами вдоль става устанавливают концевые выключатели или два оголенных провода, замыкание которых приведет к остановке конвейера.

Перед пуском конвейера должен включаться звуковой сигнал продолжительностью не менее 5 с, хорошо слышимый по всей трассе.

Перевозка людей допускается только на грузолюдских конвейерах, снабженных специальными площадками посадки и схода людей. Специальный датчик отключает конвейер, если человек не успел сойти с ленты. Скорость движения ленты на таких конвейерах не превышает 1,6 м/с.

9. Определение удельного часового расхода энергии конвейерной установкой 3Л100У-02 на уклоне Расход электроэнергии ленточным конвейером может быть установлен по фактической работе, затрачиваемой на транспортирование груза по мощности на валу двигателя.

При проведении расчетов удобно пользоваться работой, затрачиваемой на транспортирование в одну секунду (Дж/с и кДж/с), т. е. мощностью, затрачиваемой на транспортирование, соответственно в Вт и кВт.

Часовой расход энергии на валу двигателя (кВтч/т), отнесенный к 1 т груза, определяем по формуле (8.1)]

(8.1)

где — мощность на валу двигателя, определяемая при работе конвейера в двигательном режиме при расчетной загруженности, кВт; Q расчетная производительность конвейера, т/ч.

Подставив значения в формулу (8.1) получим Часовой расход энергии на валу двигателя (кВтч/ткм), отнесенный к 1 ткм транспортной работы (1 ткм — условная единица транспортной работы):

(8.2)

где L — длина транспортирования, км.

Подставив значения в формулу (8.2) получим Фактический расход энергии при транспортировании ленточными конвейерами зависит от угла наклона и полноты загрузки. Для рудных карьеров составляет от 0,165 до 0,305 кВтч/ткм. По данным немецкой и американской практик расход электроэнергии современными конвейерными установками колеблется от 0,100 до 0,300 кВтч/ткм. Конвейерные горизонтальные установки производительностью 80 009 000 м³/ч расходуют энергии около 0,110 кВтч/ ткм 5, с. 278.

Повышенный расход энергии объясняется большим углом наклона (18), применением тяжелой резинотросовой ленты (фактический коэффициент запаса прочности ленты равен 14, вместо расчетного значения 9,5) и завышенным коэффициентом сопротивления движению (0,035 вместо 0,025 для стационарных конвейеров).

Список используемой литературы

1. Горнотранспортное оборудование. Разд. 1. Вагонетки, секционные поезда, платформы. — М.: Центрогипрошахт, 1990. — 204 с.

2. Подпорин Т. Ф. Изучение конструкции монорельсовых и напочвенных дорог. Электронное учебное издание, 2012. Интернет-ресурс.

3. Килячков А. П. Технология горного производства: учеб. для вузов. — 4-е изд., перераб. и доп. — М.: Недра, 1992. — 415 с.

4. Краткий справочник горного инженера угольной шахты. Под общей ред. А. С. Бургакова и Ф. Ф. Кузюкова, 3-е изд. — М.: Недра, 1982. — 454 с.

5. Тяговый расчет ленточного конвейера методом построения диаграмм натяжения ленты. Метод. указания по выполнению лабораторной работы по дисциплине «Транспортные машины» для студентов специальности 150 402 «Горные машины и оборудование» всех форм обучения / сост.: Т. Ф. Подпорин; КузГТУ. Кемерово, 2011. 51 с.

6. Основные положения по проектированию подземного транспорта новых и действующих угольных шахт. — М.: ИГД им. А. А. Скочинского, 1986. — 356 с.

7. ОСТ 12.14.130 — 79. Конвейеры ленточные шахтные. Методика расчета / Минуглепром СССР; введ. 1981.01.01. — М., 1980. — 70 с.

8. Подземный транспорт шахт и рудников: справочник / под общей ред. Г. Я. Пейсаховича, И. П. Ремизова. — М.: Недра, 1985. — 565 с.

9. Расчет грузопотоков от комплексно-механизированных лав и выбор оборудования для конвейерных линий: метод. указания к курсовому проектированию по дисциплине «Транспортные машиы» для студентов специальностей 90 200 (130 404) «Подземная разработка месторождения полезных ископаемых» и 170 100 «Горные машины и оборудование» / Сост.: В. М. Юрченко. — Кемерово, 2006. — 52с.

10. Расчет локомотивной откатки дизелевозами по горным выработкам: метод. указания по выполнению раздела курсовой работы по дисциплине «Транспортные машины» для студентов специальности 130 404 «Подземная разработка месторождений полезных ископаемых» и курсового проекта для студентов специальности 150 402 «Горные машины и оборудование» / Сост.: В. М. Юрченко. — Кемерово, 2009. — 24 с.

11. Рудничный дизелевоз типа «ДГ». Руководство по эксплуатации. — Донецк, Дружковский машзавод, 2000. — 31 с.

12. Руководство по эксплуатации подземных ленточных конвейеров в угольных и сланцевых шахтах. М., 1995. — 250 с.

13. Система внутришахтного транспорта. — М.: Недра, 1977. — 333 с.

14. Транспорт на горных предприятиях / Под общей ред. проф. Б. А. Кузнецова. — М.: Недра, 1976. — 552 с.

15. Транспортные машины: метод. указания по выполнению курсового проекта для студентов специальности 150 402 «Горные машины и оборудование» / Сост.: В. М. Юрченко. — Кемерово, 2006. — 32 с.

16. Транспортные машины для подземных разработок: учеб. для вузов / В. Н. Григорьев, В. А. Дьяков, Ю. С. Пухов. — М.: Недра, 1984. — 383 с.

17. Васильев М. В. Современный карьерный транспорт. М.: Госгортехиздат, 1962. 319 с.

18. Галкин В. И. Транспортные машины / В. И. Галкин, Е. Е. Шешко. — М.: Издательство «Горная книга» МГТУ, 2010. — 588 с.

19. Правила безопасности в угольных шахтах (ПБ 05−618−03). Сер. 05. Выпуск 11 / Коллектив авт. — М.: Государственное унитарное предприятие «Научно-технический центр по безопасности в промышленности Госгортехнадзора России», 2003. — 296 с.

20. Рудничный транспорт и механизация вспомогательных работ: каталог-справочник / под ред. В. М. Щадова. — М.: Горная книга, 2010. — 534 с.

21. Подпорин Т. Ф. Определение энергетических затрат горных транспортных машин: учеб. пособие / КузГТУ. — Кемерово, 2005. — 120 с.