Кузьмин С.Л. Методические указания к выполнению курсового проекта по дисциплине Горные машины и оборудование

СОДЕРЖАНИЕ.docx

Выбор комплекса машин и их характеристика .
Расчёт технической и эксплуатационной производительности машин
Определение числа машин в комплексе
Расчёт потребной мощности основных механизмов машин комплекса .
1 Расчёт бурового станка .
2 Расчёт экскаватора .
3 Тяговый расчёт бульдозера ..

формат А1.dwg

Технческя хар-ка ЭКГ-20
Радиус черпанья наибольший
Высота черпанья наибольшая
Радиус выгрузки наибольший
Радиуч черпанья на уровне стояния
Высота выгрузки наибольшая
Напряжение питающей сети
Мощность сетевого двигателя
Расчетная продолжительность цикла
Ширина гусеничной ленты
Среднее удельное давление на грунт при движении кгсм²
Технческя хар-ка СВБ-2м
Глубина бурения (макс.)
Скорость подъема бур. инструмента
преодоливаемый станком
Среднее удельное давление на грунт
Электродвигатель вращателя
Мощность двиг.вращателя
Вес комплекта бурового инструмента

ковш А1.dwg

почти готов).docx

Глубина бурения – 15 м
Коэффициент крепости породы – 5
Тип экскаватора - ЭКГ-20
Тип трактора – Катерпиллер
Выбор комплекса машин и их характеристика
Таблица 1 – Характеристика разрабатываемых экскаватором ЭКГ пород
Коэффициент крепости
Удельное сопротивление копанию КF МПа
Коэффициент разрыхления
Коэффициент наполнения ковша
Плотность породы тм3
Мягкие и рыхлые грунты
Для мехлопат масса ковша определяется по формуле
где С1 – коэффициент тары ковша с подвеской.
Значение коэффициентов С1 для вычисления массы ковша в зависимости от условий работы
При определении значения коэффициента для конкретной модели экскаватора необходимо использовать интерполяцию
где Кн – начальное значение коэффициента;
Кк – конечное значение коэффициента;
Ек – конечная ёмкость ковшей ЭКГ 20 м3;
Ен – начальная ёмкость ковша 2 м3;
Ei – заданная ёмкость ковша экскаватора м3.
К массе ковша следует добавить массу коромысла у мехлопаты составляющую 15% массы ковша.
Mк общ = 115 24=276 т
Размеры ковша определяются по формулам:
Ширина определяются по формуле
Длина определяются по формуле
Высота определяются по формуле
Масса стрелы и рукояти определяется по формулам
Мстр= С3 Мк Мрук=С4Мк (1.3)
где С3 и С4 – коэффициенты пропорциональности (таблица 2).
Таблица 2 – Значение коэффициентов
Внешняя двухбалочная неразгруженная
Расчёт технической и эксплуатационной производительности машин
Эксплуатационная производительность определяется с учётом потерь времени по организационным причинам
где Тсм – время смены час;
Ки – коэффициент использования станка в течение смены 0.50.6;
tосн –время на бурение одного метра скважины минм;
–время на вспомогательные операции минм.
Время на бурение одного метра скважины
где – техническая скорость бурения ммин.
где Рос – осевое усилие подачи кН;
nв – частота вращения бурового става обсек;
Nп – мощность пневмоударника кВт;
Пб – показатель трудности бурения условно принимаем Пб = f;
Dc – диаметр скважины м;
Кф – коэффициент учитывающий форму коронки (для трехпёрых 1 для крестовых 1.1; для штыревых 1.15).
К вспомогательным операциям относятся:
) подъём и разборка бурового става;
) наращивание штанг при бурении;
) переезд и установка станка на скважину;
) перехват гидропатрона;
На практике 24 минм.
Осевое усилие определяется
где f –- коэффициент крепости по шкале профессора М.М. Протодьяконова;
Dскв – диаметр скважины м.
Принимая частоту вращения при вращательном бурении режущими долотами важно обеспечивать не только оптимальный процесс разрушения коронкой породы забоя но также обеспечить условия выноса шнеком разрушенной породы из скважины. Критические значение частоты вращения станков шнекового бурения
где – угол наклона спирали шнека 40°;
f1 – коэффициент трения породы о шнек 0.1;
f2 – коэффициент трения породы о породу 0.3.
Необходимая частота вращения шнека должна превышать критическое значение.
Часовая производительность экскаватора при непрерывной работе определяется по выражению
Qч =60 Е nz =3600 ЕTц (2.6)
где Е – геометрическая вместимость ковша м3;
пz – расчетное число циклов в минуту мин -1 (число ковшей разгружающихся в минуту);
Tц – фактическая (расчетная) продолжительность цикла с.
Сменная производительность экскаватора находится по формуле
где tp – продолжительность непрерывной работы экскаватора с одного положения с;
tп – продолжительность одной передвижки с;
Кн – коэффициент наполнения ковша (см табл. 1) ;
Кр – коэффициент разрыхления горных пород. (см.табл. 1);
Тс – продолжительность смены час;
Кв – коэффициент использования сменного времени экскаватора принимаемый 0.550.8 при погрузке в железнодорожные вагоны и 0.80.9 в автосамосвалы на конвейеры и в отвал.
Годовая производительность экскаватора определяется по формуле
где Тг – число рабочих смен в году.
Qг = 174855 290=5070795 м3год
Производительность бульдозера при резании и перемещении породы определяют по зависимости:
где Vв – фактический объём призмы волочения м3;
ТЦ – продолжительность цикла 210 с;
Kив – коэффициент использования машины во времени 0.75;
Кп – коэффициент учитывающий потери материала при транспортировании 0.85.
Объём призмы волочения
Значения коэффициента призмы волочения КП в зависимости от отношения высоты отвала Н к его длине L и вида породы приведены ниже:
Отношение НL 0.15 0.3 0.35 0.4 0.45
Связные породы I и II категории 1.45 1.25 1.18 1.1 1.05
ОПРЕДЕЛЕНИЕ ЧИСЛА МАШИН В КОМПЛЕКСЕ
Необходимое число рабочих экскаваторов для карьера определяется
где Qк – годовая производительность карьера м3год.
Qк =100000001.6+8000000=14250000 (м3год)
Принимаем 3 экскаватора.
Инвентарный парк экскаваторов определяется по выражению
где Ки – коэффициент учитывающий число экскаваторов находящихся в ремонте значение которого следует принимать 1.151.2.
Принимаем 4 экскаватора.
Количество бульдозеров для отвала определяется
где Вк – годовая производительность карьера по вскрыше м3год.
Принимаем 37 бульдозеров.
Рабочий парк буровых станков:
где Wб – годовой объем бурения м³год
где – выход горной массы с одного погонного метра скважины 50 м3м .
Принимаем 4 буровых станка.
РАСЧЁТ ПОТРЕБНОЙ МОЩНОСТИ ОСНОВНЫХ МЕХАНИЗМОВ МАШИН КОМПЛЕКСА
1 Расчёт бурового станка
Самоходный буровой станок СВБ-2м предназначен для шнекового вращательного бурения вертикальных и наклонных скважин в породах с коэффициентом крепости до 6 по шкале профессора М.М. Протодьяконова.
Станок СВБ-2м установлен на гусеничном ходу с электрическим приводом. На гусеничную тележку в трех точках опирается сварная рама на которой смонтированы все механизмы станка. Передвижение станка и подъем рабочего органа осуществляется общим приводом от электродвигателя через редуктор типа РМ-500-5 и систему зубчатых и цепных передач.
В подшипниках установленных на вертикальных стойках рамы шарнирно крепится мачта по трубчатым направляющим которой перемещается вращатель.
Мачта может быть установлена горизонтально вертикально или наклонно. В рабочем и транспортных положениях она фиксируется винтовыми штырями.
Недостаток станка - отсутствие механизации наращивания става что значительно снижает его производительность. На раме станка расположены также кабина машиниста система управления электрооборудование.
Основным достоинством станка является то что он обеспечивает бурение скважин по породам режущим буровым инструментом с достаточной производительностью и имеет сравнительно простую конструкцию.
Кинематическая схема вращательно-подающего механизма СВБ-2м
– соединительная муфта
– двухступенчатый редуктор
Методика расчёта мощности механизма вращателя и осевого усилия для станков вращательного бурения шарошечными и режущими долотами приведена в [4 стр. 161-169].
Мощность механизма подъёма бурового става рассчитывается из условия преодоления веса бурового става сил трения о стенки скважины и возможности прихвата снаряда
где – коэффициент учитывающий возможность прихвата снаряда 1.2;
m – масса бурового става и долота кг;
–коэффициент учитывающий тип вращательно-падающего механизма при шпиндельном – 1.5;
– коэффициент трения 0.2;
– скорость подъёма бурового става принимается в 4 раза больше скорости бурения 0.3 мс.
Масса бурового става
где SШТ – площадь сечения штанги м2;
LСКВ – длина скважины м;
– плотность материала штанги 7800 кгм3.
Диаметр штанги принимается на 50 мм меньше диаметра долота.
Мощность механизма подачи
– техническая скорость бурения мс.
Мощность двигателя вращателя
где М – вращающий момент Н·м;
– угловая скорость мин.
где n – частота вращения обмин.
где - момент сопротивления при разрушении породы Н·м;
- момент транспортирования породы Н·м .
где D –диаметр коронки м;
– техническая скорость бурения ммин;
– давление шнека на грунт 62.5 МПа.
где L – длина шнека м;
γ – плотность породы тм3
Кр – коэффициент разрыхления горных пород.
2 Расчёт экскаватора
ЭКГ-20 — экскаватор для работы в тяжелых условиях с ковшом вместительностью 20 м3. Реечный напорный механизм с двухбалочной рукоятью двухгусеничная ходовая тележка с раздельным приводом каждой гусеницы кабельный барабан обеспечат возможность экскавации тяжелых забоев и высокую мобильность машины.
Питание электродвигателей осуществляется от силовых тиристорных преобразователей. Несущие металлоконструкции поворотной платформы нижней и гусеничных рам корпуса стрелы напорной рукояти выполнены из высокопрочной легированной стали. Четырехдвигательный механизм поворота снабжен пружинными амортизаторами для гашения резонансных колебаний при динамических нагрузках.
Гусеничный ход имеет два независимых привода. Независимый привод каждой гусеницы от собственного электродвигателя обеспечивает высокую маневренность экскаватора.
Экскаватор ЭКГ-20 может эксплуатироваться в экстремальных горно-геологических и климатических условиях при температурах окружающего воздуха до -50 градусов. Для обеспечении работы при низких температурах предусмотрен подогрев пневмоцилиндров тормозов масляных ванн и баков а также обогрев воздуха в кабине. Пневмосистема снабжена специальным устройством для предотвращения замерзания конденсата.
Фильтровентиляционная установка подает в кузов очищенный воздух и создает в нем избыточное давление исключающее подсос запыленного наружного воздуха. Благодаря этому повышается долговечность электрической и электронной аппаратуры а также механических узлов экскаватора.
Экскаватор имеет модификацию имеющую следующие конструктивные особенности:
введение автоматического устройства защиты корпуса стрелы от удара ковшом;
увеличение прочности корпуса стрелы за счет применения более прочной стали;
усиление зубчатых передач подъемной лебедки;
увеличение объема воздухозаборников пневмосистемы;
увеличение жесткости кузова;
введение в кабине дополнительного окна в нижней части для лучшего обзора ближней к машине части забоя введение управления приводами главных механизмов ручными командоконтроллерами увеличение мощности отопителей;
увеличение твердости материала кольцевых рельсов опорно-поворотного устройства;
введены устройства облегчающие подтяжку гаек центральной цапфы;
снижение удельного давления на грунт за счет расширения гусеничных лент;
раздельное натяжение гусеничных лент с помощью встроенных гидравлических домкратов без натяжной оси;
применение аккумуляторных батарей для аварийного освещения.
Технические характеристики экскаватора ЭКГ-20
Вместимость ковша м3
Угол наклона стрелы град
Наибольшая высота разгрузки м
Наибольший радиус разгрузки м
Наибольший радиус копания на уровне стояния м
Просвет под поворотной платформой м
Расстояние от оси пяты стрелы до центра вращения м
Среднее давление на грунт при передвижении кПа
Мощность сетевого двигателя кВт
Расчетная продолжительность цикла с
При определении мощности главных приводов экскаватора цикл разбивается на три равных периода:
)Поворот на разгрузку с загруженным ковшом;
)Поворот к забою с порожним ковшом;
Для каждого из периодов мощность привода определяется по формуле
Vп – номинальная скорость привода (из технической характеристики аналога) мс;
– КПД привода 0.80.85.
Затем определяется средневзвешенная мощность привода
где N1 N2 N3 – мощность привода в каждом периоде КВт.
2.1 Мощность привода подъёмного механизма
Усилие в подъёмном канате Sп в любом положении ковша относительно забоя определяются из уравнения моментов относительно оси напорного вала.
Усилие в подъемном канате соответствует моменту окончания черпания при следующем положении рукояти (рисунок 1): зубья ковша на уровне напорного вала подъёмный канат вертикален. На рукоять с ковшом действуют следующие силы: Gк+п – вес ковша с породой кН;
Р01 и Р02 – вертикальная и горизонтальная составляющая сопротивления копания кН;
Gр – вес рукояти кН;
Sп и Sн – усилие в подъёмном канате и напоре кН.
Вертикальную составляющую усилия копания можно найти по формуле
где Е – ёмкость ковша экскаватора м3;
КF – удельное сопротивление копания КПа (см табл. 1);
Нн.в. – высота напорного вала экскаватора м (берётся из технической
характеристики экскаватора);
Кр – коэффициент разрыхления породы в ковше (см.табл. 1).
Рисунок 1 – Схема мехлопаты в период черпания
Вес породы в ковше равен
где – плотность породы тм3 (берётся из таблицы 1);
Кн – коэффициент наполнения ковша (берётся из таблицы 1);
- ускорение свободного падения мс2.
Поскольку мы считаем что рукоять с ковшом находится в состоянии равновесия то сумма моментов этих сил относительно оси напорного вала равна нулю.
Моменты от сил Р02 и Sн мы пренебрегаем из-за их малого плеча.
где - длина стрелы м (берётся из технической
α – угол наклона стрелы град (берётся из технической
характеристики экскаватора).
где - длина ковша м.
где - длина рукояти м (берётся из технической
К1 = 1 – коэффициент учитывающий изменение скорости привода в первый период.
) Поворот на разгрузку
При повороте на разгрузку усилие в подъёмном канате определяются при следующих положениях рукояти (рисунок 2): рукоять выдвинута на полный вылет ковш с породой поднят на максимальную высоту.
Рисунок 2 - Схема мехлопаты в период поворота на разгрузку
На рукоять с ковшом действуют силы: вес ковша с породой вес рукояти подъёмное усилие и усилие напора. К2 = 0.4. Моментом от силы Sн пренебрегаем.
При повороте к забою усилие определяется также как при черпании только не учитывается вес породы в ковше Gп и вертикальная составляющая сопротивления копания Р01. К3 = 1.2 (рисунок 1).
Затем определяется средневзвешенная мощность привода подъемного механизма.
2.2 Мощность привода напорного механизма
Напорное усилие определяется в каждом из периодов составляя уравнения равновесия рукояти с ковшом проецируя все силы на ось X.
Усилие напора определяется для следующего положения рукояти (рисунок 3): рукоять выдвинута на полный вылет зубья ковша на уровне оси напорного вала. На рукоять с груженым ковшом действуют силы: вес ковша с породой вес рукояти Р01 Р02 усилие напора и подъёма.
Поскольку рукоять движется равномерно и прямолинейно сумма проекций
всех сил на ось X равна нулю. Для этого положения рукояти определяется усилие подъёма аналогично предыдущим расчётам. К1=1.
) Поворот на разгрузку.
При повороте на разгрузку усилие напора Sн определяется также как и для второго периода подъёмного механизма (рисунок 2). Сумма проекций всех сил на ось X равна нулю. К2 = 0.2.
Рисунок 3 – Схема к расчёту напора в период черпания
При повороте к забою усилие напора находится для следующего положения рукояти (рисунок 4). Ковш опущен на землю рукоять вертикальная.
Усилие напора должно обеспечить втягивание рукояти с порожним ковшом. К3 = 1.2.
Рисунок 4 – Схема в период поворота к забою
Затем определяется средневзвешенная мощность привода напорного механизма.
2.3 Мощность привода поворотного механизма экскаватора
Средневзвешенная мощность привода поворотного механизма одноковшового экскаватора определяется по формуле
где Кяк– коэффициент учитывающий работу сил инерции якоря двигателя 1.15;
Тц – время цикла экскаватора с;
– КПД двигателя 0.85;
Iпг и Iпп – моменты инерции экскаватора с груженным и порожним ковшом тм2.
Для ЭКГ с зубчато-реечным механизмом напора:
Любой из моментов инерции вычисляется по формуле
где М – масса узла экскаватора кг;
r – расстояние от оси вращения (центральная цапфа) до линии действия силы м.
Момент инерции поворотной платформы экскаватора вычисляется по формуле
где Мпов.пл. – масса платформы кг.
Мпов.пл.= 0.49 Мэкс (4.28)
Lд и Lш – длина и ширина платформы м;
r – расстояние между осью вращения экскаватора и осью проходящей через центр тяжести платформы м.
r = 05 Lд - rп.с. (4.29)
где rп.с. – радиус пяты стрелы м.
Мпов.пл.= 049 1060=5194 т
r = 05 129 – 33=315 м
Момент инерции стрелы экскаватора вычисляется по формуле
Момент инерции рукояти экскаватора вычисляется по формуле
Момент инерции ковша с породой вычисляется по формуле
Момент инерции ковша без породы вычисляется по формуле
Моменты инерции экскаватора с груженным и порожним ковшом
2.4 Выбор сетевого двигателя экскаватора
Диаметр каната выбирается исходя из разрывного усилия с пятикратным запасом прочности
Адв Iпол Пкан - число двигателей полиспастов и канатов (принимается согласно кинематической схемы).
По таблице 3 для напора и подъема выбираем канат 39-Г-В-О-Н-1807669-80 диаметром 39 мм и с разрывным усилием 957.5 кН
Диаметр барабана на который наматывается канат определяется по формуле
Dбар= 30 dкан (4.34)
где dкан - диаметр каната мм
Dбар= 30 39=1170 (мм)
Таблица 3– Характеристика канатов
5-Г-В-О-Н-1807669-80
При применении экскаваторов с зубчато-реечным механизмом напора диаметр кремальерной шестерни определяется по формуле
где kн кр – коэффициент нагрузки 12;
Е – модуль упругости стали (шестерня изготовляется из стали ХНМ. Е=2105 Нмм2);
а – коэффициент ширины зуба 04;
[к] – допускаемое контактное напряжение для стали 960 Нмм2.
Вначале необходимо получить нагрузочную диаграмму приводного двигателя преобразовательного агрегата. Она получается путём суммирования ординат во времени за цикл работы двигателей всех механизмов экскаватора.
Эквивалентная мощность приводного двигателя определяется по формуле
где Мэкв – суммарная эквивалентная мощность приводного двигателя кНм;
nсд – частота вращения приводного двигателя 1000 обмин.
Эквивалентная мощность в каждом периоде вычисляется по формулам:
Мэ1 = nдв Мп1 + nдв Мн1 (4.37)
Мэ2 = nдв Мп2+ nдв Мн2+ nдв Мпов2 (4.38)
Мэ1 = nдв Мп3 + nдв Мн3 + nдв Мпов3 (4.39)
где nдв – количество двигателей привода;
Мпi Мнi и Мповi – момент соответственно статических сопротивлений приводов подъёма напора и поворота.
Момент статических сопротивлений привода приведенных к валу двигателя
- коэффициент полезного действия механизма;
- передаточное число редуктора;
- частота вращения барабана обмин;
- угловая скорость радс.
Расчётная мощность двигателя
где па – КПД двигателя 0.850.88.
где -частота вращения 750 обмин;
3 Тяговый расчёт бульдозера
Бульдозер Caterpillar D10 во всем мире признан одним из самых замечательных гусеничных тракторов. Данный бульдозер на практике и в самых сложных условиях работы многократно подтверждал соответствие оборудования наивысшим требованиям.
В полном соответствии с традициями известной компании Caterpillar трактор модели D10 совмещает в себе как и его предшественники экономичность и надежность. Какими бы не были потребности пользователя настроить Caterpillar D10 для их удовлетворения исходя из разнообразия навесных агрегатов весьма незатруднительно.
Не стоит забывать и о комфорте оператора гусеничного трактора которому с наивысшим удобством совершить какую угодно операцию позволяет эргономическое рабочее место.
Имея в активе такие конкурентоспособные преимущества как большой ресурс работы прочность экономичность и завидную маневренность гусеничные трактора Caterpillar D10 считаются сегодня в мире одними из наиболее перспективных. И пригодны для массового использования в самых разных областях экономики.
Технические характеристики бульдозера Caterpillar D10
Высота грунтозацепа мм
Повышенной износостойкости
Эксплуатационная масса кг
Общее сопротивление движению бульдозера вычисляется по формуле:
где mб – масса бульдозера 82 т;
fк – коэффициент сопротивления качения 0.1;
В – ширина отвала м;
t – толщина срезаемой стружки стружки 0.2 м;
КF – коэффициент сопротивления породы копанию 250 кПа;
m1 – коэффициент трения породы о сталь 0.15;
m2ь – коэффициент внутреннего трения грунта 0.5;
j – плотность грунта тм3;
Мощность двигателя бульдозера
где k – коэффициент учитывающий увеличение мощности от дополнительных сопротивлений при движении машины 1.1;
– КПД двигателя 0.8;
V – скорость движения при заборе породы 0.5 мс.
Фланцевое соединение
Фланцевыми называют соединения болтами (винтами шпильками) деталей корпусов снабженных специальными поясками —фланцами.
Фланцы (от нем. F обычно плоское кольцо или диск со ступенчатым поперечным сечением с отверстиями под болты или шпильки расположенными симметрично по средней окружности кольцевой поверхности фланца для соединения с другими стальными фланцами.
Рисунок 5- Фланцевое соединение
Фланцы получили широкое применение. Начиная от коммунальных сетей и заканчивая нефте и газопроводами высокого давления. Такое широкое применение обусловлено рядом причин и первая из них универсальность их применения. Фланцы могут изготавливаются как и из высокопрочных и кислостойких марок сталей так и из низкосортных марок в зависимости от требований к применению.
Существуют несколько типов фланцев: приварные встык плоские стальные приварные свободные на приварном кольце.
Одним из важных параметров фланца относятся: толщина присоединительной кольцевой части фланца –b; диаметральная высота этой части (D –D1)2; число n и диаметр d отверстий для болтов или шпилек крепящихся фланцев. Для обеспечения равномерного распределения удельных давлений в стыке кольцевых поверхностей стальных фланцев и создания требуемых давлений в прокладке фланец должен быть жестким. Это требование является особенно важным для аппаратуры и резервуаров работающих с агрессивными средами. По принятым в машиностроении нормам стальной фланец считается жестким при толщине b = (2 25) d.
При небольших размерах фланца (D до 200 мм) и давлениях до 2 МПа выбирают предварительно d= 12 18 мм n = 4 8 b = 12 20 мм. При заданном давлении в прокладке производят проверку болтов на прочность.
При увеличении D увеличивают также d n b.
Размеры кольцевой опоры поверхности фланца стального принимаются также с учетом машиностроительных нормативов для размеров мест под гаечные ключи.
В зависимости от размеров фланцев производительных возможностей предприятия и требований к качеству металла фланцы стальные могут изготавливаться разными методами: механической обработкой из стальных листов из поковок обычным литьем или центробежным.
Одним из выгодных методов исходя из себестоимости считается изготовление заготовок центробежным литьем с электрошлаковым переплавом металла. В этом случаи достигается высокое качество структуры металла а также – возможность изготовления фланцев из различных в том числе легированных марок сталей.
Всем этим требованиям для заготовок фланцев стальных несложной формы и средних размеров удовлетворяют поковки. Стандарты определяют что поковки типа - фланец как заготовки для деталей ответственного назначения следует изготавливать на гидравлических прессах методом много переходной закрытой объёмной штамповки.
Основная особенность их работы связана с деформациями изгиба и сдвига фланцев относительно корпусов вызванными эксцентрической внешней нагрузкой. В результате в болтах и соединяемых деталях появляются дополнительные напряжения.
Проектировочный расчет болта на срез
Необходимо скрепить ковш с рукоятью посредством фланцевого соединения.
Конструктивно крепление фланцев должно осуществляется болтовым соединением.
Фланцы работают на срез в месте стыка. Усилие среза 54270кг.
Вид нагрузки - статическая.
Конструкция фланцевого соединения предусматривает равномерное распределение нагрузки по болтам.
Требуется подобрать диаметр и количество болтов.
Прежде чем начать расчеты предварительно зададимся количеством болтов. Например 10шт. Поскольку все болты "работают" равномерно то определяем нагрузку которая приходится на один болт:
где к – коэффициент запаса 14;
n – количество болтов;
Определяем диаметр болта
где - допускаемое напряжение при срезе которое выбирается из справочника Анурьева 1т. ( стр.61-66)
Выбираем сталь марки: Ст 35 и для нее =110 МПа
Полученный ответ округляем в большую сторону до стандартного значения и получаем диаметр болта равный 30 мм
Конструктивно устраивает применение 10 болтов М30.
Подэрни Р.Ю. Горные машины и комплексы для открытых горных работ в 2 томах – М.: МГГУ 2002;
Подерни Р.Ю. Горные машины и автоматизированные комплексы для ОГР - М.: Недра 1985;
Подерни Р.Ю. Механическое оборудование карьеров - М.: МГГУ 2003;
Чулков Н.Н. Расчёт приводов карьерных машин.- М.: Недра1987;
Катанов Б.А. Сафохин М.С. Машинист бурового станка на карьере.- М.: Недра 1984;
Щадов М.И. Справочник механика ОГР. Экскавационно-транспортные машины циклического действия - М.: Недра 1989;
Оборудование для механизации производственных процессов на карьерах. Под ред. В.С. Виноградова. – М.: Недра 1974;
Сатовский Б.И. Современные карьерные экскаваторы. – М.: Недра 1978.

КП для бакалавров.doc

МИНИСТЕРСТВО ОБРАЗОВАНИЯ И НАУКИ
РЕСПУБЛИКИ КАЗАХСТАН
Кафедра «Горные машины и оборудование»
МЕТОДИЧЕСКИЕ УКАЗАНИЯ
к курсовому проекту по дисциплине «Горные машины и оборудование»
для студентов специальности 050724 «Технологические машины и оборудование»
специализация «Горные машины и оборудование»
Автор: Кузьмин С.Л. Методические указания к курсовой работе по дисциплине «Горные машины и оборудование» - Рудный РИИ 2006.- 69с.
Жантурин М.Ж. заведующий кафедрой к.т.н.
Рекомендовано к изданию УМС РИИ
Методические указания составлены в соответствии с требованиями учебного плана и программы дисциплины «Горные машины и оборудование» и включают все необходимые сведения по выполнению курсового проекта проектирования и расчёта горных машин и оборудования карьеров шахт и обогатительных фабрик.
Для внутривузовского использования
Общие требования к курсовому проекту 5
1 Задание для специализации «Горные машины и оборудование
открытых горных работ» 7
2 Задание для специализации «Горные машины и оборудование
подземных горных работ» 9
3 Задание для специализации «Машины обогатительных фабрик» 9
Методические указания для специализации «Горные машины и
оборудование открытых горных работ 14
1 Выбор комплекса машин и их характеристика 14
2 Расчёт технической и эксплуатационной производительности
3 Определение числа машин в комплексе 21
4 Расчёт потребной мощности основных механизмов машин
5 Список литературы 31
Методические указания для специализации «Горные машины
и оборудование подземных горных работ» 32
1 Принципы формирования комплексов 32
2 Выбор комплекса машин и их характеристика 32
3 Расчет технической и эксплуатационной производительности
4 Определение числа машин в комплексе 44
5 Расчет потребной мощности двигателей 47
6 Список литературы 51
Методические указания для специализации «Машины
обогатительных фабрик» 52
1 Принципы формирования комплексов 52
2 Определение производительности машин комплекса 52
3 Определение количества машин в комплексе 56
4 Расчёт потребной мощности привода основных механизмов 57
5 Список литературы 68
Приложение А. Пример оформления титульного листа 69
Горнодобывающая промышленность Республики Казахстан на современном этапе характеризуется интенсивным развитием открытого и подземного способа разработки месторождений в которых необходимо обеспечить высокие темпы добычи полезных ископаемых.
При этом основной базой для повышения производительности труда на горном производстве является механизация и автоматизация всех основных и вспомогательных работ рост единичных мощностей горных и транспортных машин переход от создания и внедрения отдельных машин к разработке и внедрению систем машин-комплексов целиком охватывающих весь технологический процесс. Комплексная механизация создает необходимые условия для перехода к более совершенной организации производства - автоматизации при которой труд по управлению машинами передается управляющим устройствам человеку же должна отводиться творческая деятельность - планирование и контроль за действием этих устройств.
Решение общей задачи механизации и автоматизации горных работ начато в курсовой работе выполняемой студентами по дисциплине "Технология горных работ" и «Обогащение полезных ископаемых». В них на основании физико-механических свойств горных пород и с учетом технологических процессов ведения горных работ для заданной производительности карьера производится выбор технологического оборудования. Таким образом на этом этапе устанавливается влияние условий эксплуатации и технологий ведения горных работ на выбор горных машин.
Однако этими расчетами не удается определить нагрузки действующие на принятую машину выявить фактическую производительность машины исходя из ее конструктивных особенностей допустимых нагрузок с учетом перегрузочной способности всех элементов кинематической цепи машины и элементов привода.
Эти задачи решаются в курсовом проекте по дисциплине "Горные машины и оборудование". Выполняемые в данном курсовом проекте расчеты позволяют на основании нагрузочных диаграмм машины и ее привода определить не только фактическую производительность выбранной машины но и установить режимы работы машины ее приводов действующие статические и динамические нагрузки которые являются исходными для расчета автоматизированного привода и расхода электрической энергии потребляемой из сети.
ОБЩИЕ ТРЕБОВАНИЯ К КУРСОВОМУ ПРОЕКТУ
Курсовой проект включает в себя две части: графическую и расчетно-пояснительную. Графическая часть проекта состоит из двух демонстрационных листов - чертежей формата А1 выполненных в карандаше или на плоттере с соблюдением установленных ГОСТов при рациональном заполнении листов и каждый лист должен иметь угловой штамп.
На первом листе даются: общий вид забоев с расположенным в нем комплексом оборудования принятого студентом в проекте с указанием технических данных а также общие виды оборудования.
На втором листе именуемом специальной частью проекта вычерчивается структурно-функциональные кинематические пневматические и гидравлические схемы машин графики зависимостей параметров разъясняющие устройства принцип их действия функциональные и корреляционные зависимости.
Расчетно-пояснительная записка в объеме 25-30 страниц должна быть написана чернилами или пастой или набрана на компьютере на стандартной писчей бумаге и сброшюрована; должна отличаться краткостью и ясностью изложения и разбита на разделы и подразделы согласно требованиям к оформлению текстовых документов.
Все принятые решения и расчеты следует иллюстрировать схемами и диаграммами обозначения на которых должны поясняться в тексте пояснительной записки.
Расчетные формулы пишутся в буквенном изображении а затем в цифровом. Результат указывается с размерностью. Все пояснения и обозначения к формулам приводятся до определения числового значения результата.
Курсовой проект оформляется в соответствии с требованиями ЕСКД.
Пояснительная записка должна иметь следующее содержание и последовательность изложения:
титульный лист (Приложение А);
задание (на бланке выданном преподавателем);
СОДЕРЖАНИЕ (на отдельном листе с указанием страниц);
1 Выбор комплекса машин и их краткая характеристика;
2 Расчет технической и эксплуатационной производительности машины комплекса;
3 Определение числа машин в комплексе по заданной производительности участка;
4 Расчет потребной мощности двигателей горных машин;
5 Правила техники безопасности и эксплуатации при работе на машинах принятых в проекте;
Приложения (если они имеются).
В процессе проектирования студент получает консультации от преподавателя-руководителя проекта по расчетам оформлению пояснительной записки и составлению чертежей. Законченные проекты за неделю до защиты представляются для проверки на кафедру. Перед защитой проекты возвращаются студентам для ознакомления с замечаниями руководителей и внесения исправлений по ним.
К защите студент готовит (5-10 минутный) доклад в котором необходимо сказать о заданных горно-технических условиях рассчитанном комплексе оборудования содержания чертежей о развиваемых двигателями машин мощностях ожидаемых их производительностях. Особое место в докладе необходимо уделить специальной части проекта (50% доклада).
В день защиты (после доклада) члены приемной комиссии задают студенту вопросы о принципе действия и устройстве запроектированных машин и предусмотренных режимах их работы. Студент отвечает на вопросы по структурным кинематическим гидравлическим схемам машин и графикам работы приведенным на чертежах проекта.
При оценке проекта учитывается качество чертежей и пояснительной записки содержание доклада и полнота ответов на вопросы членов комиссии.
При неудовлетворительных ответах на вопросы повторная защита проекта допускается после недельной подготовки.
1 Задание для специализации «Горные машины и оборудование открытых
Расчетно-пояснительная записка должна содержать три основных расчёта – буровых машин выемочно-погрузочных (экскаваторов) и выемочно-транспорти-рующих (бульдозеров). Методические указания к выполнению разделов проекта будут даны ниже.
Вариант для выполнения проекта для студентов заочного отделения выбирается с учетом первой буквы фамилии студента и последней цифры номера зачетной книжки а для дневного отделения согласно списка в журнале преподавателя (таблица 1). Производительность карьера по руде для всех вариантов составляет А=10 млн тоннгод по скальной вскрыше В= 8 млн м3год. Скала доставляется на отвалы где применяется бульдозерное отвалообразование.
Темой специальной части является мероприятия по повышению производительности одной из заданных горных машин увеличения срока службы машины и улучшение условий эксплуатации машины. Преподавателем предлагается следующие темы специальной части:
Оснащение ЭКГ ковшом ударного действия.
Оснащение ЭКГ поворотным ковшом.
Внедрение на машине шарикового поворотного круга.
Изменение конструкции подвески стрелы ЭКГ.
Борьба с налипанием ковша экскаватора.
Замена шлицевых соединений посадкой в натяг (барабан с редуктором; звёздочка хода с бортовой передачей).
Применение гидравлического привода на напорном зубчато-реечном механизме
Виброзащитное устройство рабочего места машиниста экскаватора.
Сравнение пневматических и электромагнитных аварийных тормозов.
Выявление опасных сечений на рабочем оборудовании экскаватора.
Изменение схемы смазки поворотного редуктора.
Изменение конструкции пневмосистемы экскаватора.
Модернизация головки бурового става.
Замена компрессора на буровом станке.
Оснащение рыхлителя зубьями активного действия.
Кроме того студент может предложить и разработать свою тему касающуюся модернизации конструкции горного оборудования. Специальная часть должна составлять не менее 20% объёма курсового проекта. В ней необходимо описать старую и новую конструкцию. Дать расчёт по согласованию с преподавателем обосновать необходимость изменения конструкции машины.
Таблица 2.1 – Исходные данные для расчета горных машин
Первая буква фамилии студента
Коэффициент крепости породы по Протодьяконову
Последняя цифра номера зачётной книжки 1 2 3
Последняя цифра номера зачётной книжки 4 5 6
Последняя цифра номера зачётной книжки 7 8 9 0
2 Задание для специализации «Горные машины и оборудование
подземных горных работ»
Номер варианта курсового проекта для студентов заочного отделения выбирается с учетом суммы последних двух цифр зачётной книжки для студентов дневного отделения согласно списка в журнале преподавателя.
В курсовом проекте предусматривается два варианта выбора комплекса: для проведения подготовительно-нарезных выработок с заданной скоростью проходки (L ммес) (таблица 2.2) или для очистного забоя с суточной производительностью добычи полезного ископаемого (А тсут) (таблица 2.3). В этой же таблице приводится тема специальной части проекта.
В таблице обозначены:
h0 – высота выработки;
S – ширина выработки;
f – коэффициент крепости горных пород;
L – скорость проходки выработки;
Асут – заданная суточная добыча;
a – угол наклона залежи;
dк – диаметр коронки;
а – кусковатость горной массы;
j – усредненный угол откоса;
g – плотность горной массы;
Slш – длина внедряемых частей заборно-погрузочной части
3 Задание для специализации «Машины обогатительных фабрик»
Произвести расчёт оборудования для подготовки руды к обогащению. Номер варианта курсового проекта для студентов заочного отделения выбирается по последней цифре зачётной книжки для студентов дневного отделения согласно списка в журнале преподавателя. Задание приводится в таблице 2.4.
Расчетно-пояснительная записка должна содержать расчёты дробилок и мельниц. В специальной часть проекта студенты должны выбрать машину для обогащения описать конструкцию применяемые материала определить производительность и найти необходимую мощность двигателя. Производительность фабрики для всех вариантов 5 млн. тоннгод по сырой руде.
Таблица 2.2 – Исходные данные курсового проекта для проходческих работ
Изучить гидравлическую схему погрузочной машины ПНБ-4
Описать и изучить кинематическую и гидравлическую схемы станка БШ-145м и БШ-190
Описать и изучить устройство и кинематическую схему станка НКР-100М
Описать и изучить кинематическую схему ПД-8
Описать и изучить кинематическую схему машин ПДМ и ПДН-3Д
Описать и изучить кинематическую
Продолжение таблицы 2.2.
Изучить и описать буровую каретку УБШ-532
Изучить и описать конструкцию буровой каретки БКГ-2 с гидроперфоратором
Изучить и описать конструкцию зарядной машины ПМЗЩ-2
Таблица 2.3 – Исходные данные курсового проекта для очистных работ
Сделать обзор развития конструкции буровых кареток
Развитие конструкции гидравлических перфораторов
Развитие конструкции пневматических перфораторов
Продолжение таблицы 2.3.
Описание конструкции пневмодвигателей
Развитие конструкции погрузочных машин с нагребающими лапами
Развитие конструкции погрузочных машин с ковшовым исполнительным органом
Развитие конструкции подземных экскаваторов
Развитие конструкции бур.станков с погружными пневмоударниками
Развитие конструкции бур.станков шарошечного бурения для подземных работ
Описать и изучить гидравлическую схему погрузочной машины ПНБ-3Д
Таблица 2.4 – Задания для специализации «Машины обогатительных фабрик»
Емкость ковша экскаватора м3
Магнитный сепаратор для мокрого обогащения
Суспензиционный барабанный сепаратор
Концентрационный стол
Флотационная механическая машина
Диафрагменная отсадочная машина
Магнитный сепаратор для сухого обогащения
Электростатический сепаратор
Флотационная пневматическая машина
Струйный концентратор
Беспоршневая отсадочная машина
МЕТОДИЧЕСКИЕ УКАЗАНИЯ ДЛЯ СПЕЦИАЛИЗАЦИИ
«ГОРНЫЕ МАШИНЫ И ОБОРУДОВАНИЯ ОТКРЫТЫХ
1 Выбор комплекса машин и их характеристика
На основе типа бурового станка приводится его конструктивная схема вращательно-падающего механизма. Необходимо описать данную схему. Перечислить достоинства и недостатки. Привести техническую характеристику станка.
Выбранный способ бурения и заданный диаметр (условный) скважины - недостаточны для выбора породоразрушающего инструмента.
Большое внимание здесь должно уделяться характеристике буримых пород (крепости абразивности трещиноватости обводненности) способу очистки с учетом которых выбирается форма долота (коронки) тип армировки породоразрушающих элементов. Необходимо привести маркировку долота и расшифровать её.
Для заданного экскаватора вычерчивается упрощенная конструктивная схема и описывается общая конструкция машины приводится техническая характеристика. Техническая характеристика экскаваторов ЭКГ-46 и ЭКГ-8 приводится из [8] характеристика ЭКГ-32 из [7] для всех остальных машин характеристику можно найти в [6].
Основные данные о породе разрабатываемой экскаваторами приведены в таблице 3.1.
Таблица 3.1 – Характеристика разрабатываемых экскаватором ЭКГ пород
Коэффициент крепости по шкале пр. Протодьяконова
Удельное сопротивление копанию КF МПа
Коэффициент разрыхления
Коэффициент наполнения ковша
Плотность породы тм3
Мягкие и рыхлые грунты
Очень плотные грунты и полускальные породы
Прочные полускальные породы взорванная скала
Руды плохо взорванная скала
Для мехлопат масса ковша определяется по формуле
где С1 – коэффициент тары ковша с подвеской.
Значение коэффициентов С1 для вычисления массы ковша в зависимости от условий работы
При определении значения коэффициента для конкретной модели экскаватора необходимо использовать интерполяцию
где Кн – начальное значение коэффициента;
Кк – конечное значение коэффициента;
Ек – конечная ёмкость ковшей ЭКГ 20 м3;
Ен – начальная ёмкость ковша 2 м3;
Ei – заданная ёмкость ковша экскаватора м3.
К массе ковша следует добавить массу коромысла у мехлопаты составляющую 15% массы ковша.
Размеры ковша определяются по формулам:
Масса стрелы и рукояти определяется по формулам
Мстр= С3× Мк Мрук=С4×Мк (3.3)
где С3 и С4 – коэффициенты пропорциональности (таблица 3.2).
Таблица 3.2 – Значение коэффициентов
Внешняя двухбалочная неразгруженная
Внутренняя однобалочная ЭКГ
разгруженная от кручения
Для бульдозера приводится техническая характеристика.
2 Расчёт технической и эксплуатационной производительности машин
Эксплуатационная производительность определяется с учётом потерь времени по организационным причинам
где Тсм – время смены час;
Ки – коэффициент использования станка в течение смены 0506;
tосн –время на бурение одного метра скважины минм;
–время на вспомогательные операции минм.
Время на бурение одного метра скважины
где – техническая скорость бурения ммин.
Для станков шарошечного бурения она равна
Ударно-вращательного бурения
где Рос – осевое усилие подачи кН;
nв – частота вращения бурового става обсек;
Nп – мощность пневмоударника кВт;
Пб – показатель трудности бурения условно принимаем Пб = f;
Dc – диаметр скважины м;
Кф – коэффициент учитывающий форму коронки (для трехпёрых 1 для крестовых 11; для штыревых 115).
К вспомогательным операциям относятся:
) подъём и разборка бурового става;
) наращивание штанг при бурении;
) переезд и установка станка на скважину;
) перехват гидропатрона;
На практике 24 минм.
Шарошечное долото эффективно разрушает породу при высоких осевых нагрузках. С увеличением осевой нагрузки скорость бурения увеличивается. Однако верхний предел осевой нагрузки определяется прочностью шарошечного долота и его можно определить
где f –- коэффициент крепости по шкале профессора М.М. Протодьяконова;
Dскв – диаметр скважины м.
Рекомендуемые режимы бурения с учетом диаметра и типа долота приведены в таблице 3.3.
При ударно-вращательном бурении с погружным пневмоударником важно иметь частоту вращения долота такой чтобы поворот лезвий между ударами обеспечивал скалывающий характер разрушения породы. Оптимальные значения угла поворота определяются опытным путем и составляют 2-6о. Чем выше крепость буримых пород тем меньше должен быть угол поворота.
Скорость вращения долота
где NУ – собственная частота пневмоударника удмин;
b – угол поворота долота между ударами град;
z – число лезвий долота.
Таблица 3.3 – Режим бурения шарошечных долот
Коэффициент крепости
Частота вращения долота обмин
При ударно-вращательном бурении статическое усилие на коронку принимается в зависимости от типа пневмоударника. При небольшой осевой нагрузке при каждом ударном импульсе коронка отскакивает от забоя что снижает скорость бурения. При высоком осевом усилии возникают большие силы трения коронки о забой скважины что также увеличивает расход энергии вращателя.
Принимая частоту вращения при вращательном бурении режущими долотами важно обеспечивать не только оптимальный процесс разрушения коронкой породы забоя но также обеспечить условия выноса шнеком разрушенной породы из скважины. Критические значение частоты вращения станков шнекового бурения
где a – угол наклона спирали шнека градус;
f1 – коэффициент трения породы о шнек;
f2 – коэффициент трения породы о породу.
Необходимая частота вращения шнека должна превышать критическое значение.
Осевое усилие станков вращательного бурения режущими долотами определяется аналогично станкам шарошечного бурения (формула 3.9) и она должна превышать значение рассчитанное по формуле
Рос= 5 × p × Fз (3.12)
где FЗ – площадка затупления коронки 053 см2.
Часовая производительность экскаватора при непрерывной работе определяется по выражению
Qч = 60 Е × nz = 60 × ЕTц (3.13)
где Е – геометрическая вместимость ковша м3;
пz – расчетное число циклов в минуту мин -1 (число ковшей разгружающихся в минуту);
Tц – фактическая (расчетная) продолжительность цикла с.
Сменная производительность экскаватора находится по формуле
где tp – продолжительность непрерывной работы экскаватора с одного положения с;
tп – продолжительность одной передвижки с;
Кн – коэффициент наполнения ковша (см табл. 3.1) ;
Кр – коэффициент разрыхления горных пород. (см.табл. 3.1);
Тс – продолжительность смены час;
Кв – коэффициент использования сменного времени экскаватора принимаемый 05508 при погрузке в железнодорожные вагоны и 0809 в автосамосвалы на конвейеры и в отвал.
Годовая производительность экскаватора определяется по формуле
где Тг – число рабочих смен в году определяемое по таблице 3.4.
Таблица 3.4 - Рекомендуемое число рабочих смен в году Tг по регионам для
Вместимость ковша экскаватора м3
Непрерывная рабочая неделя при работе
Прерывная рабочая неделя с одним выходным днем при работе
Производительность бульдозера при резании и перемещении породы определяют по зависимости:
где Vв – фактический объём призмы волочения м3;
ТЦ – продолжительность цикла с;
Kив – коэффициент использования машины во времени 075;
Кп – коэффициент учитывающий потери материала при транспортировании 085.
Объём призмы волочения
Значения коэффициента призмы волочения КП в зависимости от отношения высоты отвала Н к его длине L и вида породы приведены ниже:
Отношение НL 015 03 035 04 045
Связные породы I и II категории 145 125 118 11 105
Несвязанные породы 087 0835 08 077 067
Время цикла ТЦ равно времени движения тележки в рабочем и холостом направлении.
ТЦ = tр+ tх+tман+tпер (3.18)
где tр tх tман и tпер – соответственно время рабочего и холостого хода а также время на маневры и переключение скоростей tман+ tпер = 5 с.
3 Определение числа машин в комплексе
Необходимое число рабочих экскаваторов для карьера определяется
где Qк – годовая производительность карьера м3год.
Инвентарный парк экскаваторов определяется по выражению
где Ки – коэффициент учитывающий число экскаваторов находящихся в ремонте значение которого следует принимать 11512.
Количество бульдозеров для отвала определяется
где Вк – годовая производительность карьера по вскрыше м3год.
Рабочий парк буровых станков:
где Wб – годовой объем бурения мгод
где g – выход горной массы с одного погонного метра скважины 50 м3м .
4 Расчёт потребной мощности основных механизмов машин комплекса
4.1 Расчёт бурового станка
В данном разделе необходимо определить мощности всех двигателей изображенных на схеме вращательно-подающего механизма. Если осевое усилие создаётся гидропневмоцилиндрами необходимо определить диаметр цилиндра задавшись давлением в системе.
Методика расчёта мощности механизма вращателя и осевого усилия для станков вращательного бурения шарошечными и режущими долотами приведена в [4 стр. 161-169].
Для станков ударно-вращательного бурения методика расчета приводится [6 стр. 9-10]. Целью расчёта является сравнение паспортной мощности пневмоударника с расчетной.
Мощность механизма подъёма бурового става рассчитывается из условия преодоления веса бурового става сил трения о стенки скважины и возможности прихвата снаряда
где – коэффициент учитывающий возможность прихвата снаряда 1113;
m – масса бурового става и долота кг;
–коэффициент учитывающий тип вращательно-падающего механизма. при патронном типе ВПМ k2=1 при шпиндельном - 15;
– коэффициент трения 02;
– скорость подъёма бурового става принимается в 4 раза больше скорости бурения мс.
Масса бурового става
где SШТ – площадь сечения штанги м2;
LСКВ – длина скважины м;
r – плотность материала штанги 7800 кгм3.
Диаметр штанги принимается на 50 мм меньше диаметра долота.
4.2 Расчёт экскаватора
При определении мощности главных приводов экскаватора цикл разбивается на три равных периода:
)Поворот на разгрузку с загруженным ковшом;
)Поворот к забою с порожним ковшом;
Для каждого из периодов мощность привода определяется по формуле
Vп – номинальная скорость привода (из технической характеристики аналога) мс;
h – КПД привода 08085.
Затем определяется средневзвешенная мощность привода
где N1 N2 N3 – мощность привода в каждом периоде КВт.
4.2.1 Мощность привода подъёмного механизма
Усилие в подъёмном канате Sп в любом положении ковша относительно забоя определяются из уравнения моментов относительно оси напорного вала.
Усилие в подъемном канате соответствует моменту окончания черпания при следующем положении рукояти (рисунок 1): зубья ковша на уровне напорного вала подъёмный канат вертикален. На рукоять с ковшом действуют следующие силы: Gк+п – вес ковша с породой кН;
Р01 и Р02 – вертикальная и горизонтальная составляющая сопротивления копания кН;
Gр – вес рукояти кН;
Sп и Sн – усилие в подъёмном канате и напоре кН.
Вертикальную составляющую усилия копания можно найти по формуле
где Е – ёмкость ковша экскаватора м3;
КF – удельное сопротивление копания КПа (см табл. 3.1);
Нн.в. – высота напорного вала экскаватора м (берётся из технической
характеристики экскаватора);
Кр – коэффициент разрыхления породы в ковше (см.табл. 3.1).
Рисунок 1 – Схема мехлопаты в период черпания
Вес породы в ковше равен
где – плотность породы тм3 (берётся из таблицы 3.1);
Кн – коэффициент наполнения ковша (берётся из таблицы 3.1);
- ускорение свободного падения мс2.
Поскольку мы считаем что рукоять с ковшом находится в состоянии равновесия то сумма моментов этих сил относительно оси напорного вала равна нулю.
Моменты от сил Р02 и Sн мы пренебрегаем из-за их малого плеча.
К1 = 1 – коэффициент учитывающий изменение скорости привода в первый период.
Поворот на разгрузку
При повороте на разгрузку усилие в подъёмном канате определяются при следующих положениях рукояти (рисунок 2): рукоять выдвинута на полный вылет ковш с породой поднят на максимальную высоту.
Рисунок 2 - Схема мехлопаты в период поворота на разгрузку
На рукоять с ковшом действуют силы: вес ковша с породой вес рукояти подъёмное усилие и усилие напора. К2 = 0103. Моментом от силы Sн пренебрегаем.
При повороте к забою усилие определяется также как при черпании только не учитывается вес породы в ковше Gп и вертикальная составляющая сопротивления копания Р01. К3 = 1113 (рисунок 1).
Затем определяется средневзвешенная мощность привода подъемного механизма. Согласно кинематике находится число двигателей привода и ориентировочно принимается мощность согласно ряду стандартной мощности.
4.2.2 Мощность привода напорного механизма
Напорное усилие определяется в каждом из периодов составляя уравнения равновесия рукояти с ковшом проецируя все силы на ось X.
Усилие напора определяется для следующего положения рукояти (рисунок 3): рукоять выдвинута на полный вылет зубья ковша на уровне оси напорного вала. На рукоять с груженым ковшом действуют силы: вес ковша с породой вес рукояти Р01 Р02 усилие напора и подъёма.
Поскольку рукоять движется равномерно и прямолинейно сумма проекций
всех сил на ось X равна нулю. Для этого положения рукояти определяется усилие подъёма аналогично предыдущим расчётам. К2=1.
Поворот на разгрузку.
При повороте на разгрузку усилие напора Sн определяется также как и для второго периода подъёмного механизма (рисунок 2). Сумма проекций всех сил на ось X равна нулю. К2 = 0204.
Рисунок 3 – Схема к расчёту напора в период черпания
При повороте к забою усилие напора находится для следующего положения рукояти (рисунок 4). Ковш опущен на землю рукоять вертикальная.
Усилие напора должно обеспечить втягивание рукояти с порожним ковшом. К3 = 08÷1.
Рисунок 4 – Схема в период поворота к забою
4.2.3 Мощность привода поворотного механизма экскаватора
Средневзвешенная мощность привода поворотного механизма одноковшового экскаватора определяется по формуле
где Кяк– коэффициент учитывающий работу сил инерции якоря двигателя 115;
Тц – время цикла экскаватора с;
h – КПД двигателя 085;
Iпг и Iпп – моменты инерции экскаватора с груженным и порожним ковшом кг×м2.
Для ЭКГ с зубчато-реечным механизмом напора:
Iпг(пп)=Iпов. пл.+Iстр.+Iрук.+Iн.м.+Iк+п(к) (3.31)
Любой из моментов инерции вычисляется по формуле
где М – масса узла экскаватора кг;
r – расстояние от оси вращения (центральная цапфа) до линии действия силы м.
Масса напорного механизма Мнм = 0026 Мэкс
Для экскаваторов с канатным механизмом напора не учитывается моменты инерции напорного механизма.
Момент инерции поворотной платформы экскаватора вычисляется по формуле
где Мпов.пл. – масса платформы кг.
Мпов.пл.= (048051) Мэкс (3.34)
Lд и Lш – длина и ширина платформы м;
r – расстояние между осью вращения экскаватора и осью проходящей через центр тяжести платформы м.
r = 05 Lд rп.с. (3.35)
где rп.с. – радиус пяты стрелы м.
4.2.4 Выбор сетевого двигателя экскаватора
Диаметр каната выбирается исходя из разрывного усилия с пятикратным запасом прочности
Адв Iпол Пкан - число двигателей полиспастов и канатов (принимается согласно кинематической схемы).
В таблице 3.5 приведены типы канатов которые используются на одноковшовых экскаваторах.
Диаметр барабана на который наматывается канат определяется по формуле
Dбар= (2532) dкан (3.37)
где dкан - диаметр каната мм
Таблица 3.5 – Характеристика канатов
5-Г-В-О-Н-1807669-80
При применении экскаваторов с зубчато-реечным механизмом напора диаметр кремальерной шестерни определяется по формуле
где kн кр – коэффициент нагрузки 12;
Е – модуль упругости стали (шестерня изготовляется из стали ХНМ. Е=2×105 Нмм2);
yа – коэффициент ширины зуба 04;
[sк] – допускаемое контактное напряжение для стали 960 Нмм2.
Вначале необходимо получить нагрузочную диаграмму приводного двигателя преобразовательного агрегата. Она получается путём суммирования ординат во времени за цикл работы двигателей всех механизмов экскаватора.
Эквивалентная мощность приводного двигателя определяется по формуле
где Мэкв – суммарная эквивалентная мощность приводного двигателя КНм;
nсд – частота вращения приводного двигателя 1000 обмин.
Эквивалентная мощность в каждом периоде вычисляется по формулам:
Мэ1 = nдв Мп1 + nдв Мн1
Мэ2 = nдв Мп2+ nдв Мн2+ nдв Мпов2
Мэ1 = nдв Мп3 + nдв Мн3 + nдв Мпов3
где nдв – количество двигателей привода;
Мпi Мнi и Мповi – момент соответственно статических сопротивлений приводов подъёма напора и поворота.
Момент статических сопротивлений привода приведенных к валу двигателя
h - коэффициент полезного действия механизма.
Расчётная мощность двигателя
где hпа – КПД двигателя 085088.
4.2.5 Выбор генераторов преобразовательного агрегата
В системе генератор – двигатель режим работы каждого из генераторов преобразовательного агрегата повторяет режим работы соответствующего двигателя. Частота вращения генератора равна частоте вращения сетевого двигателя. Номинальная мощность генератора определяется по формуле:
где адв – количество двигателей получаемых питание от данного генератора;
hген – КПД генератора 092.
4.3 Тяговый расчёт бульдозера
Общее сопротивление движению бульдозера вычисляется по формуле:
где mб – масса бульдозера т;
fк – коэффициент сопротивления качения 01;
В – ширина отвала м;
t – толщина срезаемой стружки стружки 02 м;
КF – коэффициент сопротивления породы копанию 250 КПа;
m1 – коэффициент трения породы о сталь 015;
m2ь – коэффициент внутреннего трения грунта 05;
j – плотность грунта тм3;
Мощность двигателя бульдозера
где k – коэффициент учитывающий увеличение мощности от дополнительных сопротивлений при движении машины 1.1;
h – КПД двигателя 08;
V – скорость движения при заборе породы 05 мс.
После чего сравнивается полученная мощность с мощностью двигателя трактора и делается вывод.
Подэрни Р.Ю. Горные машины и комплексы для открытых горных работ в 2 томах – М.: МГГУ 2002;
Подерни Р.Ю. Горные машины и автоматизированные комплексы для ОГР - М.: Недра 1985;
Подерни Р.Ю. Механическое оборудование карьеров - М.: МГГУ 2003;
Чулков Н.Н. Расчёт приводов карьерных машин.- М.: Недра1987;
Катанов Б.А. Сафохин М.С. Машинист бурового станка на карьере.- М.: Недра 1984;
Щадов М.И. Справочник механика ОГР. Экскавационно-транспортные машины циклического действия - М.: Недра 1989;
Оборудование для механизации производственных процессов на карьерах. Под ред. В.С. Виноградова. – М.: Недра 1974;
Сатовский Б.И. Современные карьерные экскаваторы. – М.: Недра 1978.
«ГОРНЫЕ МАШИНЫ И ОБРУДОВАНИЕ ПОДЗЕМНЫХ
1 Принципы формирования комплексов
Состав комплексов машин предопределяется горнотехническими условиями (например мощность рудного тела - m) системой разработки и горно-техноло-гическими параметрами применяемой системы. Основные из них: 1) диаметр и глубина шпуров (скважин) максимальная высота бурения горизонтального шпура размеры буровых штреков; 2) условия погрузки (в камере или торце выработки) кусковатость расстояние транспортирования условия разгрузки (рудоспуск или вагон) размеры выработок; 3) возможная производительность участка панели блока или камеры.
Под комплексом понимается совокупность машин обеспечивающих механизацию всех звеньев технологического процесса увязанных по их основным параметрам и производительности. В него входят машины для бурения шпуров и скважин заряжания ВВ погрузки и транспортирования руды крепления выработок и очистных забоев чистки почвы камер закладки выработанного пространства (когда входит в технологический процесс очистной выемки и выполняется самоходными машинами).
В комплекс не следует включать машины для перевозки людей грузов и технического обслуживания (краны топливомаслозаправщики передвижные мастерские) относящиеся к категории обслуживающих и могущих обеспечить работу нескольких добычных комплексов.
Выбранный комплекс машин должен соответствовать горнотехническим
параметрам применяемой системы разработки производительности.
2 Выбор комплекса машин и их характеристика
В курсовом проекте предусматривается два варианта выбора комплекса:
для продления подготовительно-нарезных выработок с заданной скоростью проходки (L ммес) или для очистного забоя с суточной производительностью добычи полезного ископаемого (А тсут). Конкретное выполнение варианта определяется исходными данными по индивидуальным вариантам.
2.1 Состав комплекса для проведения подготовительно-нарезной выработки (буровой подэтажный орт). Как правило комплекс располагается выше доставочного горизонта и предназначен для бурения шпуров или скважин и отбойки руды; Сечение определяется габаритами машин обычно 15 20 м2.
Предварительно выбирается комплекс согласно [6] или других авторов исходя из заданных исходных данных. Проверяются по техническим характеристикам и габаритам. Например высота выработки hв= до 25 м [6 с.151 табл. 9.11].
Бурение: БК-1 БК-2 СБКН-2П КБШм.
Производится техническая характеристика основных параметров бурильной установки (в случае соответствия составу комплекса).
Заряжание: пневмозарядчики Курама-7м; ЗП-1 (тоже проверяется по диаметру и глубине шпура и т.п.). Приводится краткая характеристика.
Погрузка: при L = до 150 м и f = 18 принимается ПНБ-4 и проверяют ее по характеристикам a габаритам и т.д. приводится основная краткая техническая характеристика.
Доставка: при L= (60 100м) - ВС-5п; при L 100 м - 4ВС-10 тоже проверяется по характеристикам. Дается краткая характеристика.
Крепление: (по необходимости) цемент - пушка БМ-68.
Проходка восстающих - по необходимости согласно системе разработки.
Бурение: СБУ-2М УБГ-2 БК-УД и др.
Заряжание: Курама-7 ЗП-1.
Погрузка: ПНБ-ЗД ПНБ-4 при L 300 м - ПД-5.
Доставка: при L 200м ЗВС-15РВ 5ВС-15РВ при L > 200м - МоАЗ-6401.
Крепление: спец.полки СП-8А СП-18А и др. БМ-68.
Проходка воcстающих - КПВ-1А.
Для каждой машины приводится краткая характеристика.
2.2. Состав комплекса для очистного забоя.
hв = до 6 м [6 табл. 9.1].
Бурение: СБУ-2к (УБШ-401) УБГ-2 БК-6Д.
Погрузка: ПНБ-ЗД ПНБ-4 при L 300м - ПД-8 ПД-12.
Доставка: при L 200м - ЗВС-15РВ 5ВС-15РВ. 2ВС-20 в сочетании с конвейерами или без них; при L > 200м - МоАЗ-6401.
Крепление: (по необходимости) СП-8А БМ-68 или ТП-З.
3 Расчет технической и эксплуатационной производительности
3.1 Проходческие работы
Производительность комплекса (Пк) зависит от производительности каждой машины.
Пк=f(Пб+Пз+ Ппг+Пд+Пкр) (4.1)
т.е. соответственно производительности бурильных машин зарядчика погрузки доставки и крепления. С другой стороны учитывается либо в метрах выработки либо (м3) и т.д.
где V – объем отбиваемого массива м3;
Sв – площадь поперечного сечения выработки м2;
Lц – подвигание забоя за цикл м;
Тц – длительность цикла час.
Тц = Тб + Тз + Тпг + Ткр + Тп + Тпз (4.3)
Время затрачиваемое на бурение
где – время на подготовительно-заключительные операции 0812час;
Число шпуров на забой
Масса зарядов ВВ шпуров на весь забой
где g – удельный расход ВВ кгм3 (см. табл.4.4);
Киш – коэффициент использования шпура (см. табл. 4.5);
V – объем отбиваемой массы м3.
Таблица 4.1 - Механическая скорость для бурения шпуров мммин
Коэффициент крепости f
УБК-2П (перф. ПК-60 А=90Дж)
Примечание: Туд - удельные затраты на вспомогательные операции;
Vм- механическая скорость бурения.
Масса заряда ВВ одного шпура
где Кзап – коэффициент заполнения шпура 0607;
dп – диаметр патрона м;
– плотность зарядки 10001100 кгм3.
При пересчете на другие ВВ принимаются следующие коэффициенты: гранулиты АС-8 АС-4-12 игданит - 14; детониты - 09; скальный аммонит №1 - 08; динафталит - 115; аммонал - 095.
Таблица 4.2 – Механическая скорость для бурения скважин Vм
Тип машины установки
Скорость бурения (мммин) при коэффициенте крепости f
Примечание: Vм=lсквТб – средняя механическая скорость бурения без учета ее снижения по мере углубления скважины мммин.
Техническая производительность буровой установки
Птех = 60 Ко П'тех nбм (4.8)
где Ко – коэффициент одновременности работы бурильных машин 09
(Ко = 09509 – для установок с двумя или тремя манипуляторами
Ко = 08508 – с 4-мя);
nб.м – число бурильных машин на установке.
Таблица 4.3 - Механическая скорость бурения для буровых установок
с бурильными машинами
Примечание: h - глубина бурения м; s - сечение выработки м2;
f - коэффициент крепости.
Таблица 4.4 - Удельный расход ВВ (6ЖВ) кгм3
Коэффициент крепости f
Сечение выработки м2
Техническая скорость бурения одной бурильной машины
nтех= (1 – K1 – K2) Vм (4.9)
где Vм – механическая скорость бурения ммин (см.табл.4.2 и 4.3);
K1 – коэффициент зависящий от f 012026;
К2 – коэффициент зависящий от конструкции манипулятора 005008.
Таблица 4.5 – Значения коэффициента использования шпура Ки.ш.
Порода с коэффициентом крепости f
Далее из формулы (4.4) время подготовительно-заключительных операций при бурении и простои tпз = 0515 час
Эксплуатационная производительность буровой установки
Пэкб = Птб Тсм Кв (4.10)
где Тсм – продолжительность смены час;
Кв – коэффициент использования буровой установки в течение смены 0507.
Время заряжания шпуров
где ПТЗ – техническая производительность пневмозарядчика
Птз= 68 кгмин = 360480 кгч;
– время на подготовительно-заключительные операции при заряжании 0.151 час;
ПЭЗ – эксплуатационная производительность пневмозарядчика кгч.
Время проветривания забоя принимается
ТПР = 03 – 05 (4.12)
где – обмен транспортных сосудов час (в случаях если погрузка осуществляется в вагонетке одного состава);
tзв– время загона и выгона машины из забоя 35мин;
или – время на маневры при погрузке с перегружателем партии выгонов час;
t1 – время замены груженого вагона на порожний 153 мин;
n1 – число вагонов составе;
t2 – время на замену партии груженых вагонов помещавшихся под перегружателем на партию порожних 510 мин;
n2 – число партий вагонов.
Остальные Ткр Тп Тпз - определяются по данным практики (соответственно время на крепление настилку путей иди подготовку откаточных выработок время на подготовительно-заключительные операции) час.
Цикл в очистном забое включает в себя операции бурения заряжания проветривания погрузки возведения крепи (где она необходима) и подготовительно-заключительные операции.
Машины очистных комплексов обычно работают одновременно в нескольких забоях и совмещают отдельные операции (кроме взрывания).
Тб = t1 + t2 + t3 (4.14)
где t1 – время затрачиваемое непосредственно на бурение;
t2 – время на подготовительно-заключительные операции 3060мин (загон машин в забой подготовка к бурению подготовка установки в транспортное положение выгон в укрытие чистка смазка ремонт);
t3 – простои машины из-за отсутствия фронта подготовленных работ электропневмоэнергии воды бурового инструмента и т.п.
t3 = 0304 t1 – по данным практики.
Время затрачиваемое непосредственно на бурение по формуле
где Nш – число шпуров (скважин) в забое (забоях) определяемых паспортом буровзрывных работ;
– глубина шпура (или скважины) м;
nб.у. – число бурильных установок в работе;
ПТБ – техническая производительность бурильной установки мч.
Далее расчет параметров ведется по формулам (4.84.15).
При курсовом проектировании можно ориентировочно пользоваться следующим соотношением:
а) примерно с 1 п.м. скважины или шпура диаметром до 60 мм – выход горной массы равен 1 м3; если например плотность задана g=2 тм3 то 1 м3 *g=2 т т.е с 1 п.м. выход - 2 тонны руды. Если заданная суточная производительность участка (шахты) Асут = 1000 тсут. то 1000 : 2 = 500 п.м. Если задана глубина шпура например =25 м то Nш=50025= 200 шпуровсутки. Далее расчет ведется по формулам (4.84.15);
в) В случае применения для бурения скважин станка его эксплуатационную (сменную) производительность можно определить из следующего выражения.
где nб.м – число бурильных машин на станке;
Тсм – длительность смены мин;
Тпз – время подготовительно-заключительных операций мин;
Vм – механическая скорость бурения ммин;
– глубина скважины м;
Кв - коэффициент использования станка в течение смены.
Время затрачиваемое на вспомогательные операции
Тв= Тср+ Тсп+ Тк + Тп (4.17)
где Тср Тсп Тк Тп - время затрачиваемое соответственно на свинчивание развинчивание штанг спуск и подъем их замену коронок переезды от скважины к скважине мин.
где tм - свинчивание и развинчивание одной штанги мин;
- длина одной штанги м;
hк - стойкость коронки до затупления м;
tк - время замены одной коронки мин;
Vп - скорость подъема и спуска бурового става ммин.
Далее по формуле (4.11) определяются Тз Тп.г tм.
3.2.2 Определение производительности ковшовых погрузочных машин цикличного действия.
Теоретическая производительность ковшовых машин
где n = 60Тц – число циклов погрузки в мин (n = 46 теоретически);
Тц – для машин прямой погрузки с пневмоприводом 810 с;
Тц– для машин ступенчатой погрузки с эл.приводом 1215 с;
Е – геометрическая вместимость ковша м3;
Техническая производительность ковшовых машин
где Кн – коэффициент наполнения ковша 0709;
Кр – коэффициент дополнительного разрыхления в ковше 092095
(092 – для Е до 012 м3);.
Эксплуатационная производительность ковшовых погрузчиков
Пэкс = Птех Кв Тсм (4.22)
где Тсм – длительность смены мин.
Кв– коэффициент использования машины (0406).
3.2.3 Определение производительности погрузмашин непрерывного действия (общее для очистных и проходческих работ).
Для выбора погрузочных машин непрерывного действия необходимо знать Птех и Пэкс в конкретных горнотехнических условиях и организацию работ. По известной Птеор определяются Птех и Пэкс для машин с нагребающими лапами типа ПНБ.
Теоретическая производительность
Птеор= m nк Vл (4.23)
где т - количество нагребающих лап;
nк - число качаний лап в мин.
Объем горной массы за одно качание лапы
где hл - высота лапы м;
- длина зачерпывания с учетом внедрения носка м;
b - ширина зачерпывания м.
Техническая производительность
Птех = y Птеор (4.25)
Многофакторная величина определяется как
где Кз.м – коэффициент захвата материала: Кз.м =1 – при нижнем
Кз.м = 086 – при верхнем Кзм = 068 – при боковом;
– приведенный угол откоса штабеля ;
– усредненный абсолютный угол откоса штабеля породы;
– угол наклона почвы выработки («плюс» - если машина работает вниз «минус» - если машина работает вверх);
– плотность насыпной массы материала тм3;
– коэффициент крепости;
а – средний размер куска массы мм;
Н – высота штабеля м.
Эксплуатационная производительность
Пэксп = Птех Кв Тсм (4.27)
где Кв – коэффициент использования машины во времени (по данным практики Кв = 0608 – при системах с магазинированием торцовом выпуске и безлюковой погрузке Кв = 0304 – для одиночного забоя где погрузка чередуется с посменной отбойкой Кв = 0406 – для нескольких забоев);
Тсм – продолжительность смены 360420 мин.
3.2.4 Определение производительности транспортных средств (например автосамосвал МоАЗ-7504)
Птех= Е × Кн g Тр (4.28)
где Ек – емкость кузова 12.5 м3;
Км – коэффициент наполнения 0.9;
g – плотность горной массы в разрыхленном состоянии.
Тр = tпог + tраз + tож + tгр +tпор (4.29)
где tпог– время погрузки 5.3 мин;
tраз – время разгрузки 2 мин;
tож – время ожидания 1 мин;
tгр= и tпор= – время движения соответственно груженого и порожнего автосамосвала мин;
Vгр – скорость движения груженой машины кмчас;
Vпор – скорость движения порожней машины кмчас;
Сменная (эксплуатационная) производительность автосамосвала
Пэкс = Птех×Тсм×kв (4.30)
где Тсм – продолжительность смены 6 час;
kв– коэффициент использования автосамосвала 06.
Число рабочих-автосамосвалов
где k– коэффициент неравномерности работы 1215.
Инвентарное число автосамосвалов
Nиа= Nр.аkт.г (4.32)
где k.г – коэффициент технической готовности 097.
3.2.5 Для ковшовых погрузочно-доставочных машин(ПДМ) техническая производительность определяется
где Еб – емкость бункера м3 (или ковша (Ек) для безбункерных машин);
kн.б – коэффициент наполнения бункера 07510;
kр– коэффициент разрыхления 1516;
Тц = tн + tг + tраз + tп – продолжительность цикла мин (соответственно время наполнения бункера движения груженной время разворота движения порожней машины).
Время наполнения: бункера
где y – коэффициент зависящий от среднего размера куска(А) коэффициента крепости (f) плотности горной массы (g) угла откоса штабеля (j) высоты штабеля (Н) 0305.
ПТеор – теоретическая производительность рабочего органа м3мин.
4 Определение числа машин в комплексе
4.1 Количество буровых установок (выбирается из расчета обеспечения работы погрузочных машин или транспортных и округляется до целых чисел).
Для проходческих работ
где kн.б – коэффициент неравномерности бурения 1112;
Асут – заданная суточная добыча тсут;
L – заданная протяженность выработки при проходческих работах ммес;
Zсм – количество смен в сутки;
Пэк.б – эксплуатационная (сменная) производительность буровой каретки тсмену;
g и Sв – соответственно плотность тм3 и сечение выработки м2.
4.2 Количество погрузочных машин
Количество погрузочных машин входящих о комплекс оборудования определяется исходя из заданного объема горной массы (Асут) или протяженности горной выработки (L ммес).
где kн.п– коэффициент неравномерности погрузки 1112;
Пэк.п - эксплуатационная (сменная) производительность погрузмашины м3смену.
4.3 Определение числа доставочных машин в комплексе
Число доставочных самоходных машин для обеспечения бесперебойной работы погрузочного оборудования
Mд = Тр tпогр (4.39)
где Мд – число доставочных машин обслуживающих 1 погрузмашину (округляется до целого числа).
Тр= tпог + tраз + tож + tпор (4.40)
где tпог tраз – время погрузки и разгрузки мин;
tож– время на дополнительные операции 24 мин (маневры ожидание погрузки - разгрузки).
Время движения груженной машины
Время движения порожней машины
tпор = LVcр.п (4.42)
Vср.г = kс Vгр Vср.п = k с Vп – скорости груженной и порожней машины ммин;
kс– коэффициент снижения скорости 07075 (на поворотах случае остановки торможения и т.д.).
где Е – геометрическая емкость кузова транспортной машины м3;
kнк– коэффициент наполнения кузова 09512;
Птех.п – техническая производительность погрузочного оборудования м3мин.
Возможное число рейсов машины за смену
Zв=60×(Тсм – Тпз) Тр (4.44)
здесь Тсм – длительность смены час;
Тпз– подготовительно-заключительные операции 0708 час (сдача-прием смены ТО взрыв и т.д.).
Потребное число рейсов за смену
ZП = kНР АСМGГР (4.45)
где kНР – коэффициент неравномерности работы 12514 (соответственно участка шахты горизонта);
АСМ – сменная добыча участка шахты (горизонта) тсмену;
GГР – полезная грузоподъемность машины т.
Потребное количество машин для горизонта (рудника)
где – рабочий парк машин для уборки заданного объёма горной массы.
Таблица 4.6 – Время погрузки для транспортных машин (tпог)
Тип погрузочного оборудования
Сменная (эксплуатационная) производительность погрузочно-доставочной машины(мсмену)
ПЭКСП = ПТЕХ КВ ТСМ (4.48)
где ПТЕХ – техническая производительность м3ч; (тч);
ТСМ – продолжительность смены ч;
КВ – коэффициент использования машины во времени.
Инвентарный парк машин
NИНВ = NР kТГ (4.49)
где kТГ – коэффициент технической готовности парка машин 0709.
5 Расчет потребной мощности двигателей
5.1 Расчет мощности двигателей буровых установок
Мощность затрачиваемая на подачу буровой головки (винтовой податчик)
где FП – усилие подачи Н (выбирается из справочника согласно выбранной установки);
hП – КПД механизма подачи 07.
Скорость подачи буровой головки
где t – шаг резьбы винта податчика 002 м.
Частота вращения винта податчика
nХ.В = nД.П iП (4.52)
nД.П– частота вращения вала двигателя податчика 3000 обмин
Мощность затрачиваемая на удар
где А и ZУ – соответственно энергия Н×м и частота ударов мин-1 поршня;
Мощность затрачиваемая на вращение бура
где MКР – крутящий момент на буре Н.м (из справочника [13]);
– угловая частота вращения бура радс;
n – частота вращения вала двигателя вращения бура З000 обмин.
Мощность затрачиваемая на ходовую часть
где VХ – скорость хода мс (из справочника [13] );
hХ – КПД механизма хода 07.
Суммарное сопротивление машине
SW = W0 + WУ+ WДИН (4.57)
где W0 =GМ w1 – сопротивление движению Н;
GМ – вес машины Н (из справочника);
w1 – коэффициент сопротивления движению гусениц 001502;
WДИН = GМ g (1+КИ) а – динамические сопротивления Н;
Ки – коэффициент инерции 015040 (040 - для дизельных);
а – ускорение машины 020003 мс2.
Суммарная мощность двигателей при бурении
Nбу = nбм× (NП + NУ + NВ + NМС) (4.58)
где nбм – число бурильных машин на установке;
NМС – мощность маслостанции 4 кВт;
Ко – коэффициент одновременности работы бурильных машин 096–08 (Ко = 085–08 - для 4-х бурильных машин).
5.2 Расчет мощности двигателей погрузмашины (тип ПНБ).
Определение суммарного сопротивления погрузмашине
КF – удельное сопротивление внедрению отнесенное к длине внедряемых частей Нм;
dИЗ – коэффициент износа носка ЗПЧ 115 (dИЗ = 1 для новой машины);
w1 – коэффициент сопротивления движению гусениц015–02;
wа = аg – динамический коэффициент сопротивления;
а – начальное ускорение машины 002-003 мс2.
Тогда с учетом динамики расчетное сопротивление в период внедрения ЗПЧ
где kg – коэффициент учитывающий динамические нагрузки16 17.
По WРАС проверяется вес машины т.е. должно удовлетворяться следующее условие
где yсц – коэффициент сцепления гусениц с полотном дороги 03 05.
Мощность двигателей хода по максимальному усилию внедрения WРАС
где kЗ – запас мощности двигателей хода 11;
VР – рабочая скорость машины мс;
hХ – КПД привода гусеничного хода 07.
Мощность двигателей привода нагребающих лап
где АЛ = WЭ LP + (GЛ hп + 02 LН GЛ) kШ – работа совершаемая лапой за один ход Н×м;
WЗ – сопротивление экскавации Н;
LР – путь лапы при отделении горной массы 1.23 м;
GЛ = VЛ g g – вес горной массы перемещаемой лапой Н;
VЛ – объем горной массы (см. формулу 4.24) м3;
hп– высота подъема груза до начала кромки конвейера 02 м;
LН – расстояние от носка до конвейера 06 м;
kШ – коэффициент заштыбовки 2;
nк – частота качания лапы 30 обмин;
hЛ – КПД привода лапы 07.
Суммарная мощность двигателей машины
NД = NX + 2NЛ + NК + NМС (4.64)
где NК – мощность конвейера40 45 КВт;
NМС – мощность маслостанции 4 кВт.
Михайлов Ю.И. Кантович Л.И. Горные машины и комплексы. - М.: Недра 1975;
Солод В.И. и др. Горные машин и автоматизированные комплексы. - М.: Недра 1981;
Яцких В.Т. и др. Горные машины и комплексы. - М.; Недра 1974;
Байконуров О.А. Филимонов А.Т. Комплексная механизация очистных работ при подземной разработке рудных месторождений. - Алма-Ата: Наука 1973;
Кальницкий Я.Б. Филимонов А.Т. Самоходное погрузочное и доставочное оборудование на подземных рудниках. - М.: Недра 1974;
Байконуров О.А. Филимонов А.Т. Калошин С.Г. Комплексная механизация подземной разработки руд. - М.: Недра 1981;
Сафохин М.С. и др. Конструкция горных машин и комплексов для подземных горных работ. - М-: Недра 1972;
Скорняков Ю.Г. Подземная добыча руд комплексами самоходных машин - М.: Недра 1986;
Кальницкий Я Б. Безопасная эксплуатация подземного самоходного оборудования. - М.: Недра 1982;
Горнопроходческие машины и комплексы (под ред. Грабчак Л.Г.) - М.: Недра 1990;
Гетопанов В.Н. и др. Горные и транспортные машины и комплексы. - М.:Недра1991;
Скоробогатов С.В. и др. Горнопроходческие и строительные машины.
Справочник механика рудной шахты (под ред. Донченко А.С.) - М.: Недра 1978;
Клорикьян Х.Р. и др. Машины и оборудования для шахт и рудников. – М.: МГГУ 2000.
МЕТОДИЧЕСИКИЕ УКАЗАНИЯ ДЛЯ СПЕЦИАЛИЗАЦИИ
«МАШИНЫ ОБОГАТИТЕЛЬНЫХ ФАБРИК»
При выборе дробилки для первой стадии дробления необходимо руководствоваться в первую очередь размерами наибольших кусков питания которые в свою очередь зависят от емкости ковша экскаватора
где Е – ёмкость ковша м3.
Количество стадий дробления выбирается из расчёта пока размер дробимого продукта станет меньше 5 мм. Дальнейшее измельчение породы происходит в мельницах.
Характеристика горных пород для дробления приводится в таблице 5.1.
Таблица 5.1 – Характеристика горных пород
Гранит мелкозернистый
2 Определение производительности машин комплекса
2.1 Щековая дробилка
Частота вращения эксцентрикового вала определится по формуле
где a – угол захвата градус;
s – максимальный отход подвижной щеки м.
Для нормальной работы дробилки угол захвата должен быть меньше или равен двойному углу трения. Практически угол захвата составляет 16190.
Величина хода сжатия материала в камере дробления является основным параметром щековой дробилки от которого зависят технико-эксплуатационные показатели. Ход щеки должен быть не менее величины сжатия до разрушения
где sсж – напряжения сжатия дробимого материала МПа;
Е – модуль Юнга этого материала МПа;
Дд – размер куска м.
Размер куска можно определить по формуле
где В – ширина приёмного отверстия дробилки м.
Производительность щековой дробилки
где m – коэффициент разрыхления дробимого материала 04;
V – объём призмы материала выпадающего из дробилки за один ход подвижной щеки м3.
где h – высота зоны дробления м h =
b – длина разгрузочного отверстия дробилки;
е – минимальный зазор между дробящими плитами м.
2.2 Конусная дробилка
Частота вращения эксцентрикового стакана конусной дробилки определяет число качаний подвижного дробящего конуса
где b - угол наклона образующей дробящего конуса к его основанию он равен для дробилок крупного дробления b = 300; в дробилках среднего дробления
b = 400; мелкого дробления b = 500;
– коэффициент трения материала о поверхность конуса 035;
– длина зоны калибровки (параллельной зоны) м.
Её длину можно найти из эмпирической зависимости:
– дробилки крупного дробления
– дробилки среднего дробления
– дробилки мелкого дробления
где DК – диаметр подвижного конуса м.
Производительность дробилки
где V – объём материала выпадаемый из зоны дробления за один оборот эксцентрикового вала м3;
m – коэффициент учитывающий наличие пустот между камнями в зоне дробления 05.
Для дробилок крупного дробления
где r = 002 B – эксцентриситет подвижного дробящего конуса м;
B – ширина загрузочного отверстия м;
е = в – 2×r – установленный зазор между дробящими конусами м;
в – ширина разгрузочной щели м.
DCР – диаметр по среднему сечению призмы выпадания м.
DCP = DН + 05 (2 е + s) (5.9)
где DН – нижний диаметр подвижного дробящего конуса м;
s = 2r – отклонение подвижного дробящего конуса за 05 оборота эксцентрикового стакана.
Для дробилок среднего и мелкого дробления
где b = e + 2×r – ширина выходной щелим;
2.3 Валковая дробилка
Максимальная крупность дробимого материала
где D – диаметр дробящих валков м;
е – расстояние между валками м.
Частота вращения валков
где f – коэффициент трения дробимого материала о поверхность 04;
γ – плотность дробимого материала кгм3;
r – радиус загружаемого материала м;
R – радиус дробящих валков м.
Окружная скорость на ободе валка
Производительность валковой дробилки
Q = 3600 (e + s) L V m (5.14)
где s = 01 e – отход подвижного валка м;
m – коэффициент учитывающий наличие пустот между породой 05.
2.4 Дробилки ударного действия
Производительность дробилки при дроблении известняка можно определить
где DP – диаметр ротора м;
LP – длина ротора м;
n – частота вращения ротора обс.
Производительность при дроблении угля
где k – коэффициент зависящий от конструкции дробилки для молотковой дробилки 02 для роторной 026;
i- степень дробления для валковой дробилки 35 для роторной 25.
Производительность мельницы в зависимости от её объёма крупности продукта измельчения
Q = kиз×D2.5 L (5.18)
где kиз – коэффициент измельчаемости сравниваемых руд: для мягких руд он равен 152 руд средней твердости – 1 твердые руды – 0507;
D – диаметр барабана м;
L – рабочая длина мельницы м.
3 Определение количества машин
Необходимое число рудоподготовительных машин определяется по формуле
где Qф - годовая производительность фабрики м3год;
QГ – годовая производительность машины м3год.
Инвентарный парк определяется по выражению
где kИ – коэффициент учитывающий число экскаваторов находящихся в ремонте 11512.
4.1 Щековая дробилка
Для дробилок с длиной загрузочного отверстия до 1000 мм
где s – предел прочности дробимого материала МПа;
n – частота вращения эксцентрикового вала обмин;
b – длина загрузочного отверстия м;
D – диаметр загружаемых в дробилку камней м;
d= e + 05 s – диаметр раздробленного материала м;
е – минимальный зазор между дробящими плитами м;
s – максимальный отход подвижной щеки м;
E – модуль упругости дробимого материала МПа.
Для дробилок с длиной загрузочного отверстия до более 1000 мм
4.2 Конусная дробилка
В конусных дробилках энергия двигателя расходуется на преодоление сил дробления трения в сферической опоре трения в эксцентриковом узле.
Момент равнодействующей сил дробления определяется по формуле
Мдр = Рдр r sina cosj (5.23)
где Рдр – среднее значение равнодействующей усилий дробления Н;
r – эксцентриситет в плоскости действия горизонтальной составляющей силы дробления м;
a – угол опережения равнодействующей сил дробления 180;
j – угол между равнодействующей сил дробления и горизонтальной плоскостью 230.
Величина усилия дробления приближенно может быть определена по формуле
где s – временное сопротивление на сжатие исходного материала
Dк – диаметр основания дробящего конуса м;
Е – модуль упругости материала МПа;
S1 – величина перемещения дробящего конуса в точке приложения силы Рдр м;
Dcв и dcв – средневзвешенный размер соответственно исходного материала и конечного продукта м;
Dсв = 06 В и dсв = (0825)в – для дробилок ККДКМД;B – ширина загрузочного отверстия м;
S1= R sinb tgg (5.25)
где R – радиус дробящего конуса м;
b – угол наклона образующей дробящего конуса к его основанию град;
g – угол нутации 20.
Эксцентриситет в плоскости действия горизонтальной составляющей силы дробления определяют по формуле
где Lp – плечо силы относительно точки поворота опорного кольца м (определяется графически).
Момент трения на сферическом подпятнике
где Rсф – реакция на сфере определяется графическим путем Н;
– коэффициент трения на поверхности сферического подпятника 003;
– мгновенная угловая скорость дробящего конуса радс.
где – угловая скорость эксцентриковой втулки радс.
Момент трения в эксцентриковом узле можно определить по формуле
где – коэффициент трения в радиальных опорах эксцентрика 005;
Рэ – реакция на эксцентрике определяется графическим путем Н;
rв и rм – радиусы внутренней и наружной расточек эксцентрика.
Радиус внутренней расточки определяется как среднеарифметический между верхним и нижним диаметром.
Мощность необходимая на преодоление суммарного момента сопротивления
Установочная мощность двигателя в нормальных условиях работы дробилки должна быть больше необходимой для преодоления сил трения
где ×hпр– КПД дробилки 08.
4.3 Валковые дробилки
Мощность валковой дробилки складывается из мощности расходуемой на преодоление сопротивлений дробления N1 сил трения материала о валки N2 и в подшипниках N3.
Установленная мощность составляет
Nу = (N1 + N2 + N3)h (5.30)
где h – КПД передачи 085.
Мощность необходимая для дробления материала
где А – работа совершаемая валком Дж;
n – число оборотов валка с-1.
Работу совершаемую силами нажатия обоих валков на материал определяют
где Рср – фактическое среднее усилие дробления Н;
S – величина горизонтального пути проходимого точкой приложения силы Р м.
где R – радиус валка м;
a – угол захвата градус 17240.
где Р1 – среднее усилие дробления Н.
Р1 = Pуд F Kp (5.35)
где Руд – удельное давление на валок Па;
F – площадь на которую действует удельное давление м2;
Кр – коэффициент учитывающий степень использования длины валков и степень разрыхления материала 04.
где К – коэффициент 115;
sт – предел текучести 40×104 Па;
hн.с – толщина нейтрального слоя м;
h – линейное обжатие материала м;
hк – толщина выходящей ленты материла м равная ширине щели между валками.
где m – коэффициент трения между материалом и валком 045.
где hн – начальная толщина поступающего материала равная наибольшему размеру поступающих кусков .
Площадь на которую действует удельное давление
где L – длина валков м;
l – длина дуги на которой измельчается материал м.
Мощность затраченная на преодоление сил трения материала о валок
где f =045 – коэффициент трения материала о валок.
Мощность затраченная на трение в подшипниках
N = 2p d f1 G n (5.43)
где d – диаметр шейки вала м;
f1 – коэффициент трения качения приведенный к валу электродвигателя 018;
G – нагрузка на подшипник Н.
где Q – сила тяжести валка Н;
Pср – среднее усилие дробления Н.
4.4 Дробилки ударного действия
Сила тяжести по производительности куска дробимого материала приходящаяся на один молоток
где Q – производительность дробилки кгчас
n – число оборотов обмин;
z – число бил для молотковых дробилок z = L20 для роторных
L – длина ротора мм.
Кинематическая энергия потерянная молотком при ударе
где V1 – скорость молотка мс;
М – масса молотка кг.
Она ориентировочно для молотковых дробилок определится по формуле
где Q – производительность дробилки тчас.
Скорость вращения бил определится по формуле
где R – радиус ротора м;
К1– коэффициент для молотковых дробилок 1.1 для роторных 1.04.
Мощность необходимая для восстановления энергии теряемой всеми молотками при ударах каждого по куску дробимого материала силой тяжести G определится по формуле
Работа затрачиваемая всеми молоками на истирание материала на колосниковой решетке
где Рц – центробежная сила Н;
f – коэффициент трения для известняка – 05 для угля – 06.
где V2 – скорость куска породы мс.
К1 – коэффициент для молотковых дробилок – 125 для роторных – 119.
Мощность потребляемая на истирание материала
Общая мощность необходимого двигателя
где h – КПД привода 08.
Мощность при равномерном вращении мельницы определяется по формуле
где G – вес шаров т;
φ – степень заполнения мельницы шарами;
– скорость вращения мельницы в долях от критической;
k – конструктивный параметр.
Критическая частота вращения мельницы при которой шары за счет центробежной силы притягиваются к стенам мельницы
где tф – толщина футеровочной плиты м;
Дн – диаметр мельницы без футеровки.
Частота вращения барабана
где kc – коэффициент снижения частоты вращения мельницы для шаровой 075085 стержневой 06065.
Степень заполнения мельницы шарами
Значение параметра k производится из таблицы 5.2.
Таблица 5.2 – Значение параметра k для различных скоростей y и
заполнения мельниц дробящими телами j
Мощность привода на валу
Масса загружаемых мелющих тел
где j – коэффициент заполнения барабана мелющими телами определяется как отношение объёма мелющих тел в насыпке к рабочему объёму мелющих тел (см. таблицу 5.3).
g – насыпная плотность мелющих тел тм3 (см.таблицу 5.3);
Vp – рабочий объём мельницы м3.
Таблица 5.3 – Зависимость g и j от типа мелющих тел
Полученную мощность необходимо проверить при разгоне мельницы в период запуска при полной загрузке внутри.
Нагрузка приходящаяся на один опорный ролик находится по формуле
где Cм+ш+п – вес мельницы шаров и породы Н;
a – угол установки роликов 600.
Сила сопротивления вращению мельницы вызванная трением в опорных роликах находится
где Wр – сопротивления вращения рамы от трения в одном опорном ролике Н;
где m – коэффициент трения качения мельницы по ролику0.001;
f – коэффициент трения в подшипнике оси ролика 01;
dp – диаметр ролика м;
d0 = 0.25 dp – диаметр оси ролика м.
Момент сопротивления вращения мельницы
Мсопр = Мтр + Мин (5.63)
где Мтр – момент от трения в опорных роликах Н×м;
Мин – момент от сил инерции в период пуска привода мельницы Н×м ориентировочно составляет 40% от момента сил трения.
Необходимая мощность двигателя
где n – частота вращения обмин;
h – КПД привода мельницы 08.
4.6 Проектирование привода машин комплекса
В качестве привода дробилок и мельниц используется ременная или зубчатая передача а также возможно их комбинация. Общее передаточное отношение определяется по формуле
где nдв – скорость вращения вала выбранного по каталогу электродвигателя обмин;
np – скорость вращения рабочего органа обмин.
В соответствии с принятой схемой привода
uобщ = u1 ×u2 (5.67)
где u1 – передаточное отношение ременной передачи;
u2 - передаточное отношение зубчатой передачи.
В качестве первой передачи возможно применение клиноременной передачи для щековых и конусных дробилок и плоскоременной на валковых и дробилках ударного действия. Зубчатой передачей чаще всего являются прямо и косозубые открытые передачи также конические зубчатые передачи. Основы проектирования данных передач были изложены в курсе «Детали машин и основы конструирования».
В данном разделе необходимо подобрать ремень определить диаметры барабанов найти количество зубьев и модуль зубчатой передачи.
После чего проверяется выбранный редуктор по мощности подводимой к быстроходному валу
где nб – частота вращения быстроходного вала обмин;
Мтих – крутящий момент на тихоходном валу КН×м;
р – КПД редуктора 095.
где Nтих - мощность на тихоходном валу кВт;
тих – угловая скорость вращения этого вала радс.
Донченко А.С. Донченко В.А. Справочник механика рудообогатительной фабрики – М.: Недра 1986;
Олевский В.А. Конструкция расчеты и эксплуатация дробилок - М.: Металлургиздат 1958;
Донченко А.С. Донченко В.А. Эксплуатация и ремонт дробильного оборудования – М.: Недра 1972;
Егоров В.Л. Обогащение полезных ископаемых. М: Недра 1986;
Андреев С.Е. Зверович В.В. Перов В.А. Дробление измельчение и грохочение полезных ископаемых. – М.: Недра 1966.
Пример оформления титульного листа
Кафедра Горные машины и оборудование
ПОЯСНИТЕЛЬНАЯ ЗАПИСКА
по дисциплине «Горные машины и оборудование»
специальность 050724