煤矿用自动风门的设计【含CAD图纸、说明书】
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外文翻译附录1瓦斯抽放技术方案及设计(节选)吉利米柯(美)3. 1 瓦斯抽放原理及理论依据在全部垮落法管理顶板的采煤工作面,沿采面推进方向,顶板一般呈现煤壁支撑影响区、离层区和重新压实区三区,在离层区的垂直方向上,又可以分为冒落带、裂隙带和弯曲下沉带。由于瓦斯密度较小,随着采面的向前推进,瓦斯将沿离层区的冒落带向上飘逆,从而在冒落裂隙带内大量积存。这些瓦斯一部分永久滞留在采空区内,一部分又在通风负压的作用下从老塘和上隅角涌出进入回风流。顶板岩石钻孔抽放瓦斯技术正是利用布置在煤层顶板中的钻孔,在抽放泵负压的作用下,改变采空区内冒落裂隙带内积存的这部分瓦斯流向,使之通过抽排系统直接进入矿井总回风中,不再进入采面和回风流,从而达到降低采面隅角和回风流瓦斯浓度的目的。3. 2 钻孔设计根据经验公式h=m/(k-1)cos计算。告成煤矿煤层冒落裂隙带高度在1441m之间(式中,h为冒落裂隙带高度;m为煤层厚度;k为岩石碎胀系数;为煤层倾角)。根据各个工作面的实际情况,结合实际冒落裂隙带高度,分别设计每个钻场钻孔的角度进行打钻、抽放。3. 3 钻场、钻孔的布置(1) 钻场布置。沿工作面回风巷每隔4050m施工一个壁龛式钻场,钻场深5m,采用2.6m2.8m工字钢对棚支护。(2) 钻孔布置。在钻场内向采面切巷方向以不同的方位角和不同的倾角布置钻孔,钻孔终孔控制切巷隅角以内20m左右,钻孔长度为钻场间距的2倍,孔径6589mm,相邻两钻场之间钻孔的交叉长度保持在40m以上,以保证钻场钻孔的接替。钻孔的数量根据采面该区段瓦斯涌出量大小而设定。3. 4 打钻工艺(1) 钻进器具的选择。根据“三软”煤层滑动构造顶板条件,钻机钻进能力与钻孔设计长度之比要达到1.5的比例,即施工钻孔长度100m 时,钻机能力要达到150m以上。另外,钻杆直径要达到51mm以上,以满足抗扭矩能力要求,防止断钻杆。(2) 钻进速度。采用传统的旋转钻进,钻进速度较慢,为此,我们与科研院所合作,探索打钻新工艺,采用风动冲击钻进,月进尺达到1500m/台以上,完全能够保证采面钻场的正常接替。(3) 钻场维护。在软岩层中钻孔极易塌孔和堵孔,影响钻进和抽放效果,我们采取多次注浆固结钻孔和下塑胶多孔管方法解决了这一问题。3. 5 封孔工艺根据钻场迎头岩层的不同情况,采用了两种不同封孔方法。(1)孔口管直接封孔法。如果钻场迎头岩层比较完整,裂隙较少,直接下孔口管到钻孔中,然后将整个断面喷浆封闭,要求喷层覆盖整个钻场迎头断面及以外不少于2m巷道。孔口管直径为100mm,长3m,利用外端的法兰盘直接与抽放支管联接,该方法优点是工艺简单,加工方便,容易操作;缺点是开孔时要用大直径钻头对封孔部分进行扩孔(我矿使用127mm 钻头扩孔),原来密封性较差,但通过注浆加固,已解决了密封性问题。(2) 聚胺脂封孔方法。封孔前将钻场巷道全部喷浆封闭。封孔管使用50mm钢管,长6m,将封孔管分为各1.5m长的两节,在最里边一节钢管两端各焊一个挡板(相距1m,挡板直径略小于钻孔直径)。将一块1m 1m毛巾的一边固定在两个挡板之间。封孔时,先将聚胺脂15A型和B型两种药液(1kg/个)倒在容器中迅速搅拌均匀,将封孔管上的毛巾展开,将混合液体均匀糊在毛巾上、边糊边卷、然后将封孔管插进钻孔中的预定位置,整个过程必须在1min内完成。每个钻孔封孔长度为5m,其密闭性能好。3. 6 抽放系统基本情况(1) 抽放系统。采面顶板瓦斯抽放采用移动泵站抽放,配备SK-60真空泵2套。抽放系统布置为:主管250mm 从抽放泵站沿-100m回风巷经采面回风联络巷铺设到采面回风巷各个钻场处与各钻场支管相联,抽出瓦斯由抽放泵站送至总回风大巷中。(2) 测试监控手段。在抽放系统管道内安装WCJX1型瓦斯抽放参数自动监测系统并与矿井监测监控系统联网对抽放负压、压差、抽放浓度、流量、温度进行定时监测。为防止回风大巷瓦斯超限,在泵站排气口下风侧30m处安装瓦斯传感器,并与泵站电源闭锁。(3) 水垢处理。因SK-60泵是水环式真空泵,单采用水转化处理装置,除垢效果不理想。经采用醋酸溶解的办法来解决这个问题,每半月用20kg醋酸将抽放泵泵轴及内槽浸泡8h,反复涮洗去垢,效果比较好。4 结语告成矿先后在8个采煤工作面实施了顶板岩石钻孔瓦斯抽放至今,累计施工抽放钻场76个,钻孔总长度32700多m,共抽出瓦斯量1610万m3,平均单孔抽出瓦斯1.5m3/min,采面平均瓦斯抽放率达到20%30%。采煤工作面配风量从抽放前的1200m3/min以上,下降到900m3/min以下。隅角及回风流中瓦斯浓度平均降低了0.3%0.5%,取得了较好的安全效果。同时充分发挥了采面生产能力,平均每个工作面月产量提高了1.5万多t,创造了较好的经济效益。附录2gas drainage design and technology program M.L.Jeremic3 .1 gas drainage design and technology program All falling in the administration of the coal face roof, Face advancing along the direction , Roof generally shows the impact of coal wall support, Separation zone and re-compaction District 3, Separation in the vertical direction, Can be divided into caving zone, fractured zone and bending subsidence zone. Because the gas density smaller, with the mining face forward, Cubas will be along the separation to take place, inverse floating upward, thus falling within the fracture zone of accumulation. These permanent part of stranded gas in the gob area, ventilation in part to the effects of negative pressure from the old pond and on the ground into the upper corner to Merry. Roof rock drainage gas drilling technology is used in the layout of the roof seam boreholes,Pump suction drainage in the role, Change the gob area falling within the fracture zone accumulation of this part of the gas flow , Make it through pumping and drainage system directly into the return air shaft, No longer enter the mining face and back airflow, Thus achieving lower mining face and the back corner Merry gas concentration purposes. 3.2 Bored Design According to empirical formula h = m / (k-1) cos calculation. Brought to a successful conclusion falling coal seam cracks in height between 14-41m . According to face all the actual situation and in light of the actual falling fracture height, Design of each respective field drilling boreholes drilled perspective, and the drainage.3.3 Drilling market, boreholes Layout (1) drilling field layout. Face to the wind along the roadway every 40 50m construction of a niche market-drilling, Drill Field 5 m deep,Used two. 6m x 2. 8m I-beam right shelf supports.(2) drilling layout. In drilling site to Face Lane in a different direction and different azimuth angle layout bored ,Bored final hole control and Lane corner within 20 m, Borehole drilling length of the field two times the distance, Two adjacent borehole drilling field between the crossover length at 40 m above ,To ensure that the borehole drilling market to succeed. Bored amount of surface mining in the zone gas emission size settings. 34 Drilling Technology (1) Drilling apparatus choice. Under the soft coal seam roof sliding tectonic conditions, Drilling rigs and drilling design capacity ratio of the length to achieve a. 5 ratio ,Construction is bored length 100 m, the rig capacity to achieve over 150m. In addition, the drill pipe diameter to achieve the above 51mm to meet anti-torque capacity, to prevent broken drill pipe. (2) drilling speed. Using the traditional rotary drilling, drilling a slower pace, To this end, we cooperation with scientific research institutes, Exploration drilling new technology, using pneumatic percussion drilling, On footage reached 1500 m , over completely to ensure that mining face the normal drilling market succeed. (3) drilling field maintenance. Soft rock collapse easily bored and frustrated Kong Kong, the impact of drilling and suction effect, We carried out a number of drilling and grouting consolidation under plastic perforated pipe solution to the problem. 3. 5 sealing technology According to the market head-on rock drill to the different conditions, using two different methods of sealing. (1) opening of direct sealing method. If the market head-on rock drilling more comprehensive and less cracks, holes under the direct control of the bored, Then spray the entire section closed ,Asked sprayed layer covering the whole field drilling section head-on and off of not less than 2 m roadway. Orifice tube diameter of 100 mm and length of 3m, the use of outer side of the flange directly with the drainage pipe connected, The advantages of the process is simple, easy process, easy to operate; The drawback is when the hole with large diameter bit of sealing parts reaming .Sealing less original, but through the grouting reinforcement, had addressed the issue of sealing.(2) barrier sealing methods. Sealing before drilling market closed roadway all shotcrete. Sealing governing the use of 50mm steel tube, long 6m, Sealing of the pipe into 1. 5m long 2, the most inside a welded steel pipe ends of the one lagging . To a 1 m 1m towel on the side of the fixed baffles between the two. 3. 6 basic drainage system (1) drainage system. Face roof gas drainage using mobile drainage pumping station, With SK-60 vacuum two sets.Drainage System Layout : Competent 250mm from the drainage pumping station along-wind 100m back alley by the mining face to the wind to contact the roadway laying Face to the wind all roadway Drill Field Offices and field drilling pipe linked, Extract gas from the drainage pumping station sent back to the wind roadway. (2) Testing and Monitoring tools. Drainage pipe system in the installation of gas drainage WCJX1-parameter monitoring systems and mine monitoring and control system interface Drainage of pressure, pressure, and the drainage concentration, flow rate, temperature regularly monitored.To prevent the return air roadway methane in the exhaust pumping station under 30m wind-installed gas sensors, Power and pumping stations and atresia. (3) the treatment of scale. By SK-60 pump water ring vacuum pumps, single-use water into treatment plants , Descale effect is not ideal. 20 and a half months per kg of acetic acid used to suction pump shaft and inner groove immersion 8 h, Repeatedly rinsed detergent, and the results were quite good. 摘 要自动风门的设计是针对内蒙古大雁某矿地质条件进行的项目,实现大雁某矿运输石门处风门的自动控制。自动风门系统由风门机构、电气控制、丝杠连接机构等几个部分组成,可以应用在全矿区各个人员通行、风流不能通过的巷道中。该项目的研究成功和有效应用将对保障矿井正常通风、提高矿井生产安全性以及对煤矿生产提高效率具有很深远的意义。本设计采用可编程控制器实现整体机构的自动化,由传感器探测人员运料车的位置,当人员、物料通过时自行打开、关闭,避免了工人在通过运输石门时繁琐的操作过程和高强度的工作量,使矿井运输系统机械化水平得到提高,最终达到提高生产的目的。关键词 结构设计 丝杠机构 自动风门1目 录摘 要IAbstractII第1章 概 述11.1 研究的背景与意义11.2 国内外发展情况21.3 设计的基本参数3第2章 总体设计42.1 总体功能42.2 总体布局设计42.2.1 驱动机构选择42.2.2 总体布置安排62.3 总体参数的确定82.3.1 矿井风量计算82.3.2 矿井风速的验算122.3.3 风流点压力计算132.3.4 电动机的选择14第3章 各部件设计173.1 丝杠连杆传动计算173.2 丝杠机构设计203.2.1 耐磨性校核:233.2.2 计算螺杆强度:253.2.3 验证螺杆稳定性:263.2.4 计算螺杆的横向振动:283.2.5 计算总驱动转矩:293.3 蜗杆减速器传动的设计323.3.1蜗杆传动参数323.3.2几何尺寸计算353.3.3接触强度及磨损强度校核373.4 电气部分设计413.5 附加机构设计48结 论53致 谢54参考文献55附录156附录259附录364摘 要自动风门的设计是针对内蒙古大雁某矿地质条件进行的项目,实现大雁某矿运输石门处风门的自动控制。自动风门系统由风门机构、电气控制、丝杠连接机构等几个部分组成,可以应用在全矿区各个人员通行、风流不能通过的巷道中。该项目的研究成功和有效应用将对保障矿井正常通风、提高矿井生产安全性以及对煤矿生产提高效率具有很深远的意义。本设计采用可编程控制器实现整体机构的自动化,由传感器探测人员运料车的位置,当人员、物料通过时自行打开、关闭,避免了工人在通过运输石门时繁琐的操作过程和高强度的工作量,使矿井运输系统机械化水平得到提高,最终达到提高生产的目的。关键词 结构设计 丝杠机构 自动风门AbstractThe design of the automatic air doorphysical design is for the geological structure of the Dayan third underground mine Neimenggu,to bring about automatic for the air door blow the mine .The design of the automatic air door is composed of the air door ransmission-mechanism, the electromechanical device,the thread bar rolling that and the other.The automatic air door could be used each the tunnel that for persons pass through incapacitated ventilation all of the airway. If the design of the automatic air door has succeeded in the airway,it could ensure safety in production and raises working efficiency and also could promote efficiency for the flow of the production of the mine.Plc is used in the design of the air door to bring out automatic and sensing device is used to reaction the men and the distribution of materials of the airway. Once the men or the distribution of materials pass the place, air door could be opened automatically to save from a trouble for the men to open or close the air door.The transport capacity in the mine must be raised because the use for the automatic air door,and For the final destination output of coal.Keywords the physical design thread bar rolling the automatic air door目 录摘 要IAbstractII第1章 概 述11.1 研究的背景与意义11.2 国内外发展情况21.3 设计的基本参数3第2章 总体设计42.1 总体功能42.2 总体布局设计42.2.1 驱动机构选择42.2.2 总体布置安排62.3 总体参数的确定82.3.1 矿井风量计算82.3.2 矿井风速的验算122.3.3 风流点压力计算132.3.4 电动机的选择14第3章 各部件设计173.1 丝杠连杆传动计算173.2 丝杠机构设计203.2.1 耐磨性校核:233.2.2 计算螺杆强度:253.2.3 验证螺杆稳定性:263.2.4 计算螺杆的横向振动:283.2.5 计算总驱动转矩:293.3 蜗杆减速器传动的设计323.3.1蜗杆传动参数323.3.2几何尺寸计算353.3.3接触强度及磨损强度校核373.4 电气部分设计413.5 附加机构设计48结 论53致 谢54参考文献55III第1章 概 述1.1 研究的背景与意义在东北地区的煤矿开采中,多采用平硐与主扇风道连续通风的方式,这种通风方式的缺点在于需要设置运输石门来运输人员、物料。而石门的存在就会使主扇供风顺石门流出矿井,形成供风短路导致工作面得不到新鲜风,供风失败。矿山生产的重要必需条件之一就是通风,因此为不影响生产,需要设置两道阻风的风门,阻止主扇风道的风流从运输石门处流回。当人员、物料从上一水平经石门运出时,开启一道风门,人员、物料通过后立即关闭然后开启另一道,最终顺利通过。这样留出一个风流停滞空间以保障运输石门处绝对不通风。这就使井下风门成为通风安全和生产运输系统至关重要的环节。长期以来主要是采用人工启闭的普通风门,由于大巷多处在高风压区,加上大巷需要矿车通行,风门面积大,造成开门阻力大,甚至单人通过时力量太小无法打开。如在大门上设置一个小门,行人通过时只打开小门可缓解上述问题,但会增加漏风量。另外,对于井下生产运输系统,人工启闭风门费时费力,耽误时间,影响运输效率。在煤矿生产实践中,目前通常使用的都是手动风门,虽然也按照设计规范施工使其正常情况下能够依靠自重实现自动关闭,但是由于管理上的某些原因和人为原因,往往因行人或行车过后而没有及时关上,甚至被车辆误撞而损毁,通风系统的可靠性程度没有保障,严重影响井下通风的安全性。那么要解决这个问题,就必须寻找一种自动风门,解决这种生产与安全的矛盾,因此,设计了以电机为驱动装置的自动风门。如果对井下风门实现自动化,将大大缩短运输时间、增加工作效率,进一步提高井下运输系统运作的经济性和高效性。1.2 国内外发展情况2000年我国煤炭工业国有重点企业人均全员工效为2.5吨/工,与此相比,同期美国煤炭工业的全员工效为43吨/工,英、德国家煤炭全员工效为18吨/工。煤炭企业生产成本和出口成本高昂,在国际上竞争力很弱。对于我国煤炭行业这样一个以粗放式经营、劳动密集型为主要特征的行业,大力开发和应用高新技术,是改变目前落后现状,转变经济增长方式的必由之路。因此加强煤矿工业的自动化!信息化技术水平已迫在眉睫。国外,就英、德两国而言,煤矿自动化已应用得极为广泛,无论运输主巷、通风局巷,还是井底车场等煤矿工作场所,均较为广泛的应用了自动控制。当前我国煤矿井下普遍使用的风门均是由人工操作 ,由于负压大 ,开门的操作力相当大 ,不仅开启、关闭十分不便 ,而且极易使风门受到损坏。近年来,煤矿生产、设计、科研单位对此进行了一些探索,尤其随着煤矿生产自动化程度的提高,井下信息系统的完善,煤矿井下风门自动化显得更为重要。并且随着国家法制建设的逐步完善,对矿井通风的安全性要求越来越高,井下通过设置风门来控制风流量达到预期的风量分配是一种常用而经济有效的手段。兖州矿业(集团)公司东滩煤矿和山东省煤炭科学研究所开展了井下风门自动控制的研究 ,通过特殊结构由远红外传感器对车辆进行动态检测 ,用可编程控制器实现了矿山井下风门的自动开启和关闭 ,已由专家通过技术鉴定。国内其他的矿业集团虽然也有深入性的研究,但是仍然没有推广生产,因此自动风门系统在我国起步较晚,普及性较差,所有的研究仍处在初步的阶段。1.3 设计的基本参数矿井年产量:0.8Mt/a;工作面同时工作最多人数:40人;巷道形式:矩形巷道;巷道断面宽度:3.5m;巷道断面长度:5m;石门处供电电压:660v第2章 总体设计2.1 总体功能自动风门的总体功能在与实现井下巷道中风门的自动开启与关闭。平硐通风的特点在于设置两道风门,开启其中一道,另一道风门必须关闭,以保障运送物料和人员的同时,不影响工作面的正常供风。传统的风门自锁性差、工人劳动强度高,本设计基于以上几点,在既保障风门作用的同时,又能体现出自动化系统运用的优越性。通过运用PLC技术,针对井下风门系统开启、关闭不便 ,而且极易使风门受到损坏的传统机械结构进行改进,加入电机、传感器、保护装置、隔爆安全装置,相应的故障预处理装置等,最终在安全高产的前提下实现井下风门的自动控制。由于煤矿地理条件的特殊性,井下巷道的断面尺寸会有所变化,没有唯一性。本设计会加入相应的局部设计,使自动风门的驱动系统不限于运用在某一特定巷道,而是可以稍加改造,应用到全矿井的各个主要通风巷道。2.2 总体布局设计2.2.1 驱动机构选择矿井井下条件受到一定的限制,机构的驱动动力机构只有几种常见的方式:1)气压驱动机构 气压驱动装置是用矿井空压站为掘进提供的压缩空气作为风门的驱动动力,只要给压气电磁阀通电,使电磁阀开启,压力即可进入气压缸推动活塞往复运动,从而带动风门的启闭。2)液压驱动机构 液压驱动是用净水压力作为风门动力,静水压是靠垂直高差形成的位能,通过管路和液压原件转换成为机械能推动风门。动作原理与气压驱动相似。3)电动推杆驱动机构 当驱动电机通电旋转,通过减速带动丝杠螺母,把电机的圆周运动变为直线运动,利用电动机的正反转完成推拉的动作。电动推杆驱动机构与液压、气动机构相比,可省去复杂的管路,阀和液(汽)压源。三种风门动力源的性能比较见表:比较项目液压驱动气压驱动电机驱动驱动能力受静水压力的限制受压缩空气压力的限制与电机驱动有关,受限较小安全性1、平稳均匀、无冲击2、过载无危险3、可用小功率电源触发控制1、过载无危险2、可用小功率电源触发控制1、电源功率大2、防潮、防水能力差耐用性耐用不易损耐用不易损不耐冲击安装的复杂性1、需敷设管路、保证连接的密封性2、需要解决水压力的问题3、需要解决排水的问题1、需敷设管路、保证连接的密封性2、需要解决气压力的问题1、不需敷设管路2、需拉动力线管理维护1、密封件易老化需经常更换2、维修简单方便3、系统宜经常动作1、密封件易老化需经常更换2、维修简单方便3、系统宜经常动作1、防潮防水能力差2、冲击损害需要更换元件使用条件适宜高瓦斯有水源矿井适宜有气源的中小矿井适宜低瓦斯大型矿井表2-1 驱动系统比较根据内蒙古大雁三矿的地质条件,综合考虑安装、管理、可靠性等因素,采用电机驱动机构。2.2.2 总体布置安排整个设计的安装是在井下巷道中,因此尽量采用运输方便、安装使用方便的原则进行设计:图2-1 安装设计布置示意图为了保证通风的正常运行,风门必须成对使用。示意图中的是两道风门其中的一道,因为机构重复,所以单拿出进行演示。整个机构功能的实现是由电动机提供动力,经减速器减速从而带动丝杠旋转,丝杠上的螺母随着旋转而往复运动。将门用连杆与螺母连接,实现门的开闭。整体设计中,除了设置限制门过开或是关门过位置两种状态的门墙外,在电气设计部分中,也要加入门的开限、闭限控制,以确保机构工作的可靠性。工作过程:当传感器得到信号(有人或矿车经过)时,控制部分会给电机通电,电机动作,从而开门。延时一段时间后,若传感器检测不到人或车经过,则控制部分会给电机反转继电器通电,进行关门动作。在关门时如果传感器检测到有人(或车)通过时,立即停止关门动作,延时一段时间后进行关门动作。为了便于检修与更换,每道风门都有一套独立的控制系统,两组控制系统在总电路上互锁,即可实现一道风门开启时,另一道绝对关闭的功能。具体的设计在电气设计部分有所体现。2.3 总体参数的确定2.3.1 矿井风量计算矿井需风量,按下列要求计算,并采用其中最大值1)按井下同时工作最大人数计算,每人每分钟供给不少于4m3;2)按采煤、掘进、硐室及其他实际需要风量的总和进行计算A:按井下同时工作的最多人数计算Q=4NK (2-1)式中Q矿井总供风量;m3/minN井下同时工作的最多人数K矿井通风系数取1.45 Q4401.45187m3/minB:按平均日产一吨每昼夜实际放出或预计放出沼气或二氧化碳计算: Q=TqK T=A/N式中Q矿井总供风量;m3/minT矿井平均日产量(t)q吨煤供风量(m3/min/t)取1.1K风量备用系数1.151.45A矿井年产量(该区段),tN年工作日,取330;Q=20141.11.3=2880 m3/minC:按采煤、掘进、硐室及其他实际需要风量的总和进行计算矿井总进风量为: Q(Q采Q 掘Q 硐Q它)K (2-2)式中Q矿井总进风量;Q采采煤工作面实际需风量和;m3/minQ 掘掘进工作面实际需风量和;m3/minQ 硐硐室实际需要风量和;m3/minQ它矿井除了采煤,掘进和硐室需要风量之外其它井巷的需要风量和;m3/min。K矿井内部漏风系数1.25。3)采煤工作面实际需要风量每个采煤工作面需要的风量,应该按照瓦斯二氧化碳涌出量和爆破后的有害气体产生量以及工作面气温,风速和人数等规定要求分别进行计算,并取其中最大值按瓦斯涌出量计算 Q采=100q采ki (2-3)式中:Q采采煤工作面需要风量,m3/min;q采采煤工作面的瓦斯绝对涌出量,m3/min,q采=1.06m3/min;ki采煤工作面因瓦斯涌出量不均匀的备用系数,通 常机采工作面取1.21.6;炮采工作面取1.42.0。则: Q采 =1001.061.4=148.4 m3/min (2-4)按工作面温度计算:表1-2 工作面空气温度与风速对应表工作面空气温度()工作面风速()150.3-0.515-180.5-0.818-200.8-1.020-231.0-1.523-261.2-1.8采煤工作面的需要风量可按下式计算 Q采 =60VaiSaiKi (2-5) 式中:Vai第i 个采煤工作面的风速,m/s;Sai回采工作面平均有效断面,按最大和最小控顶有效断面的平均值计算,经计算得12m2;Ki工作面长度系数。Q采=601.0121.35=972m3/min4)按工作人员数量计算Q采=4Ni式中:Ni第i 个采煤工作面同时工作的最多人数,人;4每个人需要的风量,m3/min。Q采4Ni430120(m3/min)根据以上计算,取最大值工作面为810m3/min,矿井达到设计量时一个工作面,此时采面保证产量Q采=97211.25=1215m3/min5)掘进工作面实际需要分量每个独立通风的绝对工作面实际需要风量,应按瓦斯允许浓度和瓦斯涌出量,炸药用量,局部通风机实际吸风量,风速,人数等规定要求分别进行计算,并取最大值。按矿井各个需要独立通风的掘进工作面实际风量的总和计算,即 掘=kQ掘 (2-6)式中Q掘各个掘进工作面实际需要风量,m3/min。按瓦斯涌出量计算Q掘 =100q掘kd式中q掘掘进工作面的瓦斯绝对涌出量,m3/min,q掘=1.06m3/min;Q掘掘进工作面的需要风量,m3/min;Kd掘进工作面的通风系数,一般Kd取1.22.0。故 Q掘=1001.062.0=212m3/min按炸药量计算Qbi=25Ai式中Ai第i 个掘进工作面一次爆破的最大炸药需用量,;Qbi =25Ai =254100 m3/min按局部通风机的实际吸风量计算Q掘=QfIkf式中Q掘掘进工作面局部通风机的实际吸风量,m3/min,各种通风机的额定风量按下表选取。I第i 个掘进工作面同时通风的局部通风机台数,台;kf为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数, 一般取1.21.3。表2-3 各种局部通风机的额定风量表风机型号额定风量(m3/min)JBT-51(5.5kW)150JBT-52(11kW)200JBT-61(14kW)250JBT-62(28kW)300故 Q掘=25011.25=312.5m3/min6)按人数计算Q掘=4Ni430120(m3/min)式中Ni掘进工作面同时工作的最多人数,人。根据以上计算取最大值312.5m3/min,为保证生产接续,安排一个掘进面。则:Q 掘=1.251312.5=391m3/min7)硐室实际需风量按矿井各个独立通风硐室实际需风量的总和计算,即Q 硐=kQ硐 (2-7)式中 Q硐为第i个独立通风的硐室的实际需要风量,m3/min;井下爆破材料库取100m3/min,充电硐室取150m3/min,机电硐室取70m3/min,柴油机硐室取500m3/min。则 Q 硐=kQc (2-8)= 1.25(100+150+70+500)=1025m3/min8)其他井巷实际需要风量按矿井其他用风量的总和计算Q 它=Q它 (2-9)式中Q它其他井巷的用风量,m3/min。其他井巷的实际用风量应根据瓦斯涌出量和风速分别进行计算,并采取其中最大值。按瓦斯涌出量计算Q它-=133qtkt (2-10)式中qt井巷的瓦斯绝对涌出量,m3/min;kt其他井巷的通风系数,一般取1.21.3。新矿井设计其他用风巷道所需风量难以计算时,也可以采取按采煤、掘进、硐室的总和的3%5%进行考虑。则 Q它-=133qtkt=1331.061.3183m3/min矿井总进风量为: Q=(Q采Q 掘Q 硐Q 它)K=(1215+3912+1025+183)1.25=4125m3/min2.3.2 矿井风速的验算1)工作面风速验算:安全规程附录3规定,回采工作面最低风速为0。25m/s, 最高风速为4m/s的要求进行验算。15SaiQ采240Sai1512180 m3/min240122880 m3/min 180 m3/minQ采2880 m3/min Q采1013 m3/min故检验都符合要求。2)掘进低风速验算:15SaiQ掘240Sai1512Q掘24012180Q掘2880掘进风量为391 m3/min故检验都符合要求根据附录3中要求,大巷中风速不能超过8m/s则符合要求。经验算,均满足要求。2.3.3 风流点压力计算通过第前面两部分计算,验算出三矿主巷风速为5.4m/s,而与主巷相连的风门另一侧为半煤岩巷,允许最大风速为4m/s。风门处的风流电压力为 P ti =P i +h vi (2-11)式中P ti 风流中i点的绝对全压,单位P i 风流中i点的绝对静压,单位h vi 风流中i点的动压,单位假使密闭完好,则P ti 风流中i点的绝对全压为零。但是矿井作为连续生产单位,很多原因导致不能做到完全密闭,所以会有一定的漏风量。参考文献中体现风门处允许的漏风量为2%,这就是说主巷风量4125m3/min的2%会经过风门,留到半煤岩巷中去。根据参考文献,风门处所受的最大压力即为风流的动压: P ti = (Q / V总 -Q/V) (2-12) =4484.25巷道的截面积: S=ab=35=15,式中a门体的宽度,单位mm b门体的长度,单位mm则整个风门处所受的压力为P = P ti/S (2-13)=4484.25/15=298.95n式中P ti风流中i点的绝对全压,单位此时对于整个风门来讲,当风门处于关闭状态时,打开风门需要整个过程最大的力:根据力矩平衡列方程,可以近似的计算出螺杆拉力的最大值: 图2-2 风门受力示意图即 P拉l=p l (2-14) P拉=2p=298.952=597.9n600n式中l门体的宽度,单位mm P拉门所受的拉力,单位n2.3.4 电动机的选择根据矿井环境的特殊性,以及机械负载特性、生产工艺、电网要求、建设费用运输费用等综合指标,选用YB2系列隔爆型三相异步电动机。通过手册上对电机功率的记述,选用YB2-71M1型矿用隔爆电动机,该电机参数技术为:同步转速:1500r/min,功率: 0.25kW。电动机容量由额定功率来表示,其大小主要由运行的发热条件,依据工作机容量来确定,必要时还需用过载能力及起动条件加以校核。对载荷比较稳定、长期运转的机械,首先估算传动系统的总效率,再根据工作及特征计算工作及所需电动机功率,最后选定电动机额定功率,且使电动机额定功率大于所需电动机功率。工作及所需电动机功率: = (2-15)式中工作机所需电动机功率kW工作机所需有效功率KwF、T工作机的阻力或阻力矩(丝杠的驱动力矩)、n工作机的线速度或转速传动系统的总效率,取0.4。参照表: = (2-16) = =228.25W =0.228kW表2-4 传动形式比较表传动类型传动类别效率单级传动比蜗杆传动单头螺杆0.40.45常用1560自锁螺杆0.700.75常用1040由求得的工作及所需电动机功率,在电动机额定功率满足的条件下,便可以从电动机额定功率系列之中选定电动机额定功率,即确定所用电动机容量。表:在前面电机初选时选了YB2系列电动机的YB2-71M1型电动机,经计算证明,电动机容量满足机构完成功能。在三相交流异步电动机产品规格中,同一功率有几种不同的同步转速。从上表中,可以选择1500r/min,功率为0.25 kW的电动机。表2-5 YB2系列电动机技术数据同步转速机座号3000r/min1500r/min1000r/min750r/min600r/min功率/kW功率/kW功率/kW功率/kW功率/kW71M 10.370.2571M 20.550.370.2580M 10.750.550.370.1890 S1.51.10.750.37第3章 各部件设计3.1 丝杠连杆传动计算风门的开启、关闭过程需要丝杠机构螺母的往复运动来实现。根据这一特性,可以将丝杠螺母运动简化,看成按固定冲程运行的滑块进行设计及参数的计算。门的开启、关闭使门体在固定范围内进行回转运动,而这一运动的实现是由于连杆传动螺母的运动实现,由此可以建立曲柄滑块机构模型:图3-1 丝杠连杆机构示意图图中为极位夹角,一般取是表征机构性能的重要指标,其值越大越好AB、A、A为曲柄的几个状态的位置,且长度为aC、为滑块的两种不同位置CB为连杆的长度,值为bH为滑块工作的冲程从模型中可以看出,当门完全开启时,机构的状态如图所示:图3-1 门体开限连杆位置示意图当风门完全关闭时,机构状态如图所示: 图3-2 门体闭限连杆位置示意图得出结论:整个机构的开启、关闭两个极限位置都能实现,因此采用曲柄滑块机构进行门体、连杆的结构及尺寸设计。根据现场尺寸的要求冲程H=3000mm,极位夹角=,最小传动角=见参考文献3连杆传动部分。 (3-1) (3-2)式中极位夹角余弦值,最小传动角余弦值代入H、值联立方程组得: 曲柄长度a=1460.957mm 连杆长度b=1968.459mm 偏距 =221.805mm根据所计算的值输入计算机,对此机构进行运动分析,得出机构运动曲线:图3-3 计算机及模拟机构运动曲线图曲线较为平滑,可以看出此机构运行时较为平稳、没有过大的冲击。随着开门,滑块的速度逐渐加大。所以,设计采用该尺寸的曲柄滑块机构。各个部分的尺寸圆整为:a=1500mm,b=2000mm,e=220mm。3.2 丝杠机构设计根据本设计中所采用的丝杠机构,当机构处于闭合状态时,开启瞬间需要丝杠承受最大负载,在此时刻画机构受力简图:图3-4 丝杠连杆的受力分析从机构简图上可以看出电动机带动丝杠的负载拉力,与水平方向的风流阻力相等。即:F=P拉,F为丝杠阻力。即F=600N。以F为螺旋丝杠的负载,进行螺旋传动设计。由于井下运输条件和工作条件的限制,可以有两种螺旋传动进行选择,即滑动螺旋和滚动螺旋传动。 两种传动形式比较:表3-1 两种螺旋传动比较 滑动螺旋传动滚动螺旋传动特点1摩擦阻力大,传动效率低(通常为30%60%)2结构简单加工方便3易于自锁4运转平稳5定位精度和轴向刚度较差6磨损快1摩擦阻力小,传动效率高(一般在90%以上)2结构复杂制造困难3具有传动可逆性可以把螺旋传动变成直线运动又可以把直线运动变成螺旋运动4运转平稳5螺母和螺杆经调整预紧可得到很高的定位精度井下不必要求较高的定位精度,而且限于加工水平有限,因此采用滑动螺旋传动的形式。对于滑动螺旋,可选的几种螺纹形状为:1) 梯形螺纹2) 矩形螺纹3) 三角形螺纹4) 特种螺纹下面将几种螺纹形式列表进行比较:表3-2 螺纹形式的比较种类梯形螺纹矩形螺纹三角形螺纹特点牙形角=,螺纹副的大径和小径处有相等的径向间隙。压根强度高,螺纹的工艺性好;内外螺纹以锥面贴合,对中性好,不易松动;采用剖分式螺母,可以调整和消除间隙;但其效率较低牙形为正方形,牙形角=。传动效率高,但精确制造困难(为便于加工,可制成牙形角);螺纹强度比梯形螺纹、锯齿形螺纹低,对中精度低,螺纹副磨损后的间隙难以补偿与修复牙形角=的特殊螺纹或公制螺纹自锁性好、效率低应用用于传力螺旋和传动螺旋如金属切削机床的丝杠、栽重螺旋式起重机、锻压机的传力螺旋用于传力螺旋和传动螺旋,如一般起重螺旋用于小螺距的高强度调整螺旋如仪表机构综合各种螺旋的特点与应用,选择梯形螺纹进行设计计算。梯形螺纹的通用形式:图3-5 梯形螺纹配合形式 图3-6 梯形螺纹规格已知:轴向最大载荷F=1000N,螺母形式:整体式,滑动速度范围:低速、润滑良好;螺杆材料:45钢,螺母材料:ZCuSn10Zn2; 的值:梯形螺纹=0.8 的值:整体式螺母=1.22.5,取2; 许用压强P的值:1825MPa,取20MPa;k为安全系数,取1.7;3.2.1 耐磨性校核: 1)计算公式 d2=k (3-3) =1.70.8 =6.8mm式中梯形螺纹校验系数螺母材料系数P许用压强,单位MPa值为20 MPa代入数据,计算出螺纹中径d2的值为6.8mm。梯形螺纹和矩形螺纹h=0.5PH=d2 =26.8=13.6mm z=1012, =1012 =3,符合要求P=P (3-4) = =19.894MPa式中H螺母高度,mmz螺母最低旋合圈数h螺纹工作高度,mmP工作压强,MPa。工作压强P=19.894MPa,小于许用压强P,校核通过。2)验算自锁情况螺纹升角 = (3-5)螺旋副的摩擦系数 =0.085牙形角 = = (3-6) = = (3-7) = 式中当量摩擦角螺旋副摩擦系数L导程,单位mm 因为=,所以校核通过。3)计算螺纹力矩: T1=F (3-8) =1000 =17010.7Nm式中T1螺纹力矩,单位Nm3.2.2 计算螺杆强度:螺杆材料许用应力:71118.333MPa1)螺杆强度计算公式 = (3-9) = =40.594MPa因为=40.594MPa,小于,所以校核通过。式中T传递转矩,单位Nmm 螺杆材料许用应力,单位Mpa2)计算螺纹牙强度参数45钢材料的许用切应力:3040MPa 许用弯曲应力b:4060MPa计算公式 螺杆 = (3-10) = =7.652MPa因为=7.652MPa小于许用切应力,所以校核通过 (3-11) = =17.658MPa式中材料的许用切应力,单位Mpa,取值35Mpa 材料的需用弯曲应力,单位Mpa,值为17.658MPa因为=17.658MPa小于许用弯曲应力b,所以校核通过 同理,螺母 = (3-12) =7.62MPa小于许用切应力,校核通过 (3-13) =17.658MPa小于需用弯曲应力,校核通过式中b螺纹牙底宽度,值为0.65P=12.931mm螺杆或螺母抗剪强度螺杆或螺母抗弯强度3.2.3 验证螺杆稳定性:1)稳定性计算参数螺杆的最大工作长度l:1800mm长度系数在参考文献3螺旋传动部分上规定,两端固定的螺旋传动,长度系数=0.5计算所得()的值为90螺杆材料的弹性模量E=207000MPa计算公式: Fc= (3-14) 方程式联立得: Fc= (3-15) = =4569.589N因为2.5,稳定性校核通过。式中l螺杆的最大工作长度mm,Ia螺杆危险截面的轴惯性矩,i螺杆危险截面的惯性半径mm,A螺杆危险截面的面积,E螺杆材料的弹性模量MPa。2)计算螺杆的刚度:计算参数螺杆材料的切变模量G=83000MPa轴向载荷使导程产生的变形: = (3-16) =2.76931mm转矩使导程产生的变形: = (3-17) = =2.57783mm =25.12导程的总变形量:=2.769312.57783=5.34714或-0.19748mm,即最大变形量为5.34714mm。式中:螺杆危险截面的极惯性矩, G螺杆材料的切变模量MPa,对于钢G=83000MPa3.2.4 计算螺杆的横向振动:1)横向振动计算参数螺杆两支撑间的最大距离lc=2200mm,系数与螺杆两端固定形式有关,本设计采用两端固定形式,=0.43螺杆的总质量m,估算为m=12.5kg。计算公式:对于钢制螺栓:临界转速 = (3-18) = =2102.27r/min式中lc螺杆两支撑间的最大距离,单位mm,值为2200mm系数与螺杆两端固定形式有关,值取0.43m螺杆的总质量,单位kg,取值12.5kg3.2.5 计算总驱动转矩:1)计算公式T=T1+T2+T3 (3-19) =17010.7+10+10 =17030.7Nm式中T1螺纹力矩NmT2、T3轴承最大摩擦力矩,取10 Nm。2)螺旋传动机构效率计算:计算参数 轴承效率:取0.95计算公式 =0.95100% (3-20) =0.95100% =45.32%得出结论:采用的螺旋传动机构效率为45.32%。3)机构的运行速度计算为了保障开、关门的安全性和及时性,必须设定开门(或关门)的线速度v,画机构瞬时速度简图:图3-7 瞬时速度简图由此图和计算机模拟图中可以看出,随着角的增大,线速度的值会越来越大,为了避免开门速度过小导致的长运输时间,选取最小的速度时刻(即开门瞬间)进行计算,这样的计算结果是机构运行可能的最长时间,螺母运行的最低速度不能低于这一瞬时速度。运动并不是匀速圆周运动,如果按的速度一直运转下去,将会是最长的开门时间,设这个时间为5s,则线速度 = (3-21) =1500/23.14 =0.15m/s开门瞬时的线速度为,与螺母运动的速度相等。在开门瞬时:图3-8 开门瞬时速度分析丝杠上的瞬时速度如图示,可以看出,螺母、螺杆之间的相对速度与螺杆自转的线速度合成了螺母水平运动的,则值为: (3-22) = (3-23) =1.7320.15 =0.2598m/s =15.58m/min n=/c (3-24) = =15.58/0.1227=127.11r/min 式中c螺杆的断面周长,单位mn螺杆运行时的转速,单位,r/min主体机构的尺寸较小,传动精度要求不大,但传动比较高。同时要求传动要有一定的自锁性,因此,自动风门系统的减速器装置采用蜗杆减速器。3.3 蜗杆减速器传动的设计3.3.1蜗杆传动参数1)计算参数蜗杆输入功率:P=0.25kW 蜗杆类型:阿基米德螺杆(ZA)蜗杆转速n1=1500r/min 涡轮转速n2=128r/min使用寿命T=8000小时理论蜗杆传动比:n1/n2=1500/128=11.719推荐蜗杆头数z1为3。见表: 表3-3 推荐的z1、z2值各种传动比时推荐的z1、z2值iz1z2566293678428329133275214242328722527125081z1=3对应的蜗轮齿数z2=35实际传动比i=11.66662)蜗杆蜗轮材料蜗杆材料:45钢 热处理类型:淬火涡轮材料:ZCuSn10Pb1 铸造方法:离心铸造接触疲劳安全系数=1.1 弯曲疲劳安全系数=1.2蜗杆副精度7-7-6b(GB/T 10089-1998)3)蜗杆减速器基本参数按下表初选减速器=50%表3-4 齿轮箱KA值表应用场合每日载荷持续时间10往复式1.501.752.0圆盘1.001.001.25螺杆1.001.251.50按照下表查得材料系数CHE=4.4;初取=0.35。表3-5螺杆传动常用材料的性能DIN涡轮材料国产材料E弹性模数()CHEYWG-CuSn12ZCuSn10Pb1(砂型)88300MPa265MPa1476.81.3115Gz-CuSn12ZCuSn10Pb1(离心铸造)98100MPa520MPa152.24.40.95225G-CuSn12NiZnSn10Zn2(砂型)98100MPa350MPa152.25.71.3165G-CuSn10ZnZCuSnZn2(离心铸造)98100MPa430MPa152.25.01190确定中心距由可查得接触系数=2.5;初取最小接触安全系数,估算减速器中心距:a (3-25)=4.41.063=31.875 表3-5 蜗杆减速器标准中心距 单位:mm第一系列2832516380100125160第二系列140180按表3-5取标准中心距a=32mm.确定蜗杆头数z1与蜗轮齿数z2 一般情况下蜗杆头数z1和蜗轮齿数z2可按下式选取: z1= (3-26) z12.87,取整,z1=3 z2=iz1 =11.663 =34.98,取z2=35确定分度圆直径d1(mm)d1=(d1/a)a =320.625 =20mm式中d1分度圆直径,单位mm a标准中心距,单位mm,值为32mm确定蜗杆轴向模数m(mm)初取x=0.5 m= (3-27) = =1.22式中x估计的需用参数,值为0.5 z2蜗轮齿数,值为35表3-6 m、d1的标准值:各种传动比时推荐的z1、z2值m1.2522.52.7533.2 d12026263032.530.43236.63.3.2几何尺寸计算蜗杆直径系数q q=d1/m=20/1.25=16 (3-28)式中m模数,值为20蜗杆节圆直径1 1=d1+2x2m (3-29) =20+211.25 =22.5mm蜗杆齿顶高ha1=ham=11.25=1.25mm (3-30)式中ha齿顶高系数,当z1=3时,z1为1蜗杆齿根高hf1=(ha+c)m (3-31) =(1+0.16)1.25 =1.45mm蜗杆全齿高h1= ha1+ hf1=2.7mm (3-32)顶隙 c= cm (3-33) =0.161.25 =0.2mm蜗杆轴向齿厚Sx=0.4m=0.43.141.25=1.963mm (3-34)蜗杆法向齿厚Sn=sxcos (3-35) =0.43.141.25cos蜗杆齿顶圆直径da1=d1+2ha1=d1+2ham=20+211.25=22.5mm (3-36) 蜗杆齿根圆直径 df1=d1-2(ha+c)m (3-37) =20-2(1+0.16)=17mm蜗杆齿宽 b1=2.5m=2.51.25=16mm (3-38)蜗杆分度圆导程角
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