Горные машины и проведение горных выработок. Ленточный конвейер

Бурильные машины. В качестве режимных параметров при вращательном бурении шпуров сверлами принимают осевое усилие Рос, частоту вращения и интенсивность очистки шпура.

Оптимальные режимные параметры по О.Д. Алимову и Л.Т. Дворникову [5] рассчитывают по выражениям:

осевое усилие, н

 

Рос 350 f,  (6.1)

 

где f – коэффициент крепости горной породы;

частота вращения, с-1

n = 36/f , при бурении углей и пород с f

4,

                          n = 12 – 0.8 f, при бурении пород с f 4.

Эти формулы справедливы для шпуров диаметром 40 – 45 мм.

Величину подачи инструмента на один оборот под действие осевого усилия (м) определяют по уравнению

 

h = (9 - 0,5 f) Рос10-7.   (6.2)

 

Механическая скорость бурения, м/с

 

V = h n.   (6.3)

 

Мощность на резце, Вт вычисляют по выражению

 

W = 0,7 108 S V f,

 

где S – площадь сечения шпура, м2.

При выборе оптимальных характеристик машиноударного действия (перфораторов) следует исходить из их производительности.

Перфораторами (мм/с) определяют по эмпирической формуле Ю.Г. Коняшина [6]:

 

V = 56 A n/d2 , (6.4)

 

где  А – энергия удара поршня, Дж;   n - частота ударов, Гц; d - диаметр шпура, мм;     - временное сопротивление пород раздавливанию, МПа.

Энергию устанавливают по удельной энергии удара, допустимой по условиям прочности бурового инструмента.

Для современных долотчатых буровых коронок диаметром до 45 мм можно считать допустимой удельную энергию удара, равную примерно 1500 Дж/м. Для крестовых коронок диаметром 55-85 мм величина допустимой удельной энергии удара понижается до 1000 Дж/м.

Таким образом, для определения энергии удара будущей бурильной машины необходимо заранее представлять, каким инструментом она будет оснащаться.

Частота ударов переносных перфораторов без антивибрационных устройств ограничивается 30-33 Гц, с устройствами допускается ее повышение до 45 Гц. Такое же значение частоты (45 Гц) установлено для телескопных и колонковых перфораторов.

Осевое усилие подачи при бурении переносными перфораторами поддерживается с помощью пневмоподдержки в пределах 600-1200 Н.

Режимными параметрами станков с погружными пневмоударниками являются усилие подачи, мощность механизма подачи, момент на валу вращателя, теоретическая скорость бурения. Эти параметры могут быть определены по [1], [7], [8].

Усилие подачи (Н) определяют по уравнению

 

(6.5) 

где = (1,3-1,5) – отношение времени обратного хода поршня к времени рабочего хода; - число ударов поршня в минуту; А – энергия удара поршня, в Дж; m – масса поршня, кг; mш – масса штанг, кг; = (0,25-1,0) – коэффициент трения между штангой и породой; - угол наклона буримой скважины, град; Ктр – коэффициент, учитывающий трение вращателя о направляющие, Ктр = 1,1-1,15.

Установлено, что для бурения крепких пород осевое усилие следует поддерживать из расчета 7,5-15 Н/мм диаметра долота, для абразивных пород средней крепости – 20-30 Н/мм и для слабо абразивных пород – 50-70 Н/мм [1].

Мощность механизма подачи (кВт) рассчитывают по формуле

 

                                                                          (6.6)

 

где Vпод – скорость подачи, м/с; - КПД механизма подачи.

Момент на валу вращателя (Н м)

 

                                                                               (6.7)

 

где D1 – диаметр скважины, м.

Мощность вращателя, кВт

 

                                                                                 (6.8)

 

где - угловая частота вращения долота, рад/с; - КПД трансмиссии вращателя.

Теоретическую производительность (м/ч) определяют по выражению

 

                                                                                    (6.9)

 

где Vн – начальная механическая скорость бурения (мм/с); - коэффициент падения скорости бурения с глубиной скважин, ( = 0,0004 м-1); L – глубина скважины, м.

Начальная механическая скорость бурения, мм/с

 

Vн = 80 А n/d2f,                                                                                       (6.10)

 

где – А энергия удара, Дж; n – частота ударов, с-1; d – диаметр долота, мм; f – коэффициент крепости пород.

Режимные параметры машин вращательного бурения шарошечными долотами могут быть определены по формулам Р.Ю. Подерни [7].

Рассчитаем потребное осевое усилие подачи на долото Рос (кН) диаметром   D (мм) для разрушения породы крепостью f:

 

 f D = , (6.11)

 

где К = 6-8 – большие значения для более крупных долот; - предел прочности породы при одноосном сжатии, МПа.

Потребный момент вращения долота, (Нм)

 

                                                                   (6.12)

 

где х – показатель, зависящий от качества очистки скважины (n = 1,25 – для очень хорошей; n = 1,5 – для удовлетворительной; n = 1,75 – для плохой); К1 – коэффициент, зависящий от крепости буримой породы. Значение его берут из следующей таблицы:

 

f	6-8	8-10	10-12	12-14	14-16	16-18	18-20	свыше 20
К1	12	11	10	9	8	6	4	2

 

Мощность привода вращателя, кВт

 

                                          (6.13)

 

где nвр (с-1) – частота вращения долота; - КПД трансмиссии вращателя; - угловая скорость, рад/с.

Мощность привода подачи, кВт

 

                                                                                  (6.14)

 

где Vпод – скорость подачи бурового става, м/с; = 0,5-0,7 – КПД механизма подачи.

Применение шахтных бурильных установок, также требует соблюдения оптимальных параметров. При вращательно-ударном бурении к таким параметрам относятся число ударов на один оборот бура, а также частота вращения бура, осевое усилие, энергия удара, интенсивность очистки шпура.

Угол поворота (градус) между ударами по О.Д. Алимову и Л.Т. Дворникову [5] рассчитывают по формуле

 

                                                                          (6.15)

 

где Ау – энергия удара поршня ударника, Дж; f – коэффициент крепости горных пород.

Число ударов за один оборот бура

 

 

Рациональная частота ударов бурильной машины, Гц

 

                                                                            (6.16)

 

Частота вращения бура (с-1)

 

n = 60 ny /m                                                                                              (6.17)

 

Крутящий момент на буре, Нм

 

M = 500 – 25f (6.18)

 

Осевое усилие выбирают по зависимости на рис. 1.

Расход промывочной жидкости при диаметре коронки 40-42 мм равен 13-15 л/мин.

Механическая скорость бурения вращательно-ударной установкой, мм/мин

 

Vм = 100 (20 – f). (6.19)

 

При ударно-вращательном бурении перфораторами с независимым вращением бура оптимальная частота вращения, с-1 бурового инструмента

 

n = 145/d, (6.20)

 

где d – диаметр шпура, мм.

Формула справедлива при 35<d<80 мм.

Пневматические бурильные головки ударно-вращательного действия целесообразно эксплуатировать при повышенном давлении сжатого воздуха (0,6-0,7 МПа). Увеличение давления на 0,1 МПа позволяет увеличить механическую скорость бурения на 20%.

Начальную механическую скорость бурения (мм/с) – скорость бурения первого метра шпура или скважины ударно-вращательными установками определяют по формуле

 

                                                                                            (6.21)

 

где А – энергия удара перфоратора, Дж; n – частота ударов, Гц; d - диаметр шпура, мм; f – коэффициент крепости пород.

 

Рисунок 1. Зависимость скорости бурения V от усилия подачи  N

 

 

Результаты расчетов сравниваются с паспортными данными станков, что позволяет делать выводы о возможности применения станка в каждом конкретном случае.

Для определения парка бурильных машин необходимо знать их эксплуатационную производительность и годовой объем работ. Последний рассчитывают или берут по данным предприятиям (см. 2.1.4).

Методика определения эксплуатационной производительности бурильных машин достаточно подробно описана в технической литературе [1], [2], [3], [5], [7], [8] и здесь ее не приводят.

Необходимое количество машин вычисляют простым делением планового задания на эксплуатационную производительность машины с учетом коэффициента запаса.

Коэффициент запаса зависит от типа буровой техники.

Погрузочные машины. Соответствие погрузочных машин физико-механическим свойствам пород и горно-геологическим устанавливают после расчета основных параметров.

Основными параметрами ковшовых погрузочных машин является емкость и размеры ковша, сцепной вес машины, мощность приводов механизмов передвижения и подъема ковша. При их расчетах можно использовать выражения предложенные в [9].

Размеры ковша (в см) принимают по следующим параметрам:

для машин с ковшом на перекатывающейся рукояти

 

 и  ,  (6.22)

 

где - длина днища ковша, Вк – ширина ковша, Н – высота ковша спереди, hq – высота днища ковша.

для машин с прямоугольным ковшом на шарнирной рукояти:

 

. (6.23)

 

Сцепной вес (вес, приходящийся на приводные колеса, кН) ввиду малости сопротивлений перемещению самой машины и вагонетки определяют по формуле

 

                                                                                           (6.24)

 

где n – коэффициент запаса, равный 1,1-1,15; Рвн – расчетное усилие внедрения ковша в штабель, Н; - коэффициент сцепления колес с рельсами или гусениц с почвой ( = 0,22-0,26 – для колесно-рельсовой ходовой тележки, = 0,75-0,85 для гусеничных ходовых частей).

Усилие внедрения ковша в штабель, равное реакции горной массы, в обычных условиях при крупности кусков не более 400 мм вычисляют по выражению, кН,

 

                                                                     (6.25)

 

где а – коэффициент, учитывающий плотность и абразивные свойства горных пород и полезных ископаемых; Lвн – глубина внедрения ковша в штабель, принимаемая обычно равной длине днища ковша, м; Кн - коэффициент, учитывающий влияние высоты штабеля; Кф – коэффициент формы ковша.

Коэффициент а для железной руды в среднем составляет 0,17-0,2; песчаника и гранита – 0,15; песчанистого сланца – 0,12 и глинистого сланца – 0,08.

Коэффициент Кн = (1,16-1,57) (2+lgНш),

где  Нш – наибольшая высота штабеля, м.

Коэффициент формы ковша колеблется  в больших пределах. Ориентировочно Кф = 1,2 - 2.

Мощность двигателей ходовой части и погрузочного органа (кВт) рассчитывают по [10]:

 

                                                                                    (6.26)

 

где Кс = 1,2 – коэффициент неучтенных сопротивлений; Vр – скорость движения машины при рабочем ходе, м/с; = 0,8-0,85 – КПД редуктора ходовой части.

Скорость ходовых перемещений обычно составляет 1,2-1,5 м/с для легких машин и 0,5- 0,8 м/с – для тяжелых.

Мощность ходового привода принимается из расчета 12-16 кВт на 1 м3/мин технической производительности:

 

  (6.27)

 

где W3 – сила сопротивления породы зачерпыванию рабочим органом, Н; V – скорость движения погрузочного органа при зачерпывании, м/с; = 0,8-0,85 – КПД редуктора погрузочного органа.

Силу сопротивления породы зачерпыванию рабочим органом находят по формуле

 

W3 = BkLвнК3, (6.28)

 

где К3 – удельное сопротивление породы при зачерпывании, Н/м2 (для скальных пород К3 = (35-40)103 Н/м2).

В случае установки на машине одного двигателя полученные мощности Nx и Nn суммируются, а для машин с несколькими двигателями они служат для выбора индивидуальных двигателей.

Основными параметрами погрузочных машин с нагребающими лапами являются: размеры исполнительного органа (нагребающей части и приемного устройства), мощность двигателей рабочего органа и двигателей хода. Для их расчета используют методики [9], [10].

При выборе шахтных погрузочно-транспортных машин определяют максимальные усилия, необходимые для внедрения ковша в штабель, мощность двигателей.

Предварительный выбор параметров погрузочно-транспортных машин производят, ориентируясь на технические характеристики серийных и перспективных моделей по методике, изложенной в [12]. В качестве основного параметра принимают грузоподъемность машины Q (т) – максимальную массу перевозимого груза. Вместимость грузонесущего ковша Vк (м3) или кузова определяют, учитывая максимальную плотность (т/м3) горной массы в разрыхленном состоянии:

 

Vк= Q/ . (6.29)

 

Конструктивная ориентировочная масса машины mм (т) связана с грузоподъемностью соотношениями:

 

для машин с грузонесущим кузовом

 

mм = аr Q, (6.30)

 

где аr – коэффициент равный 1,8-2 для легких машин, 1,75-1,5 – для тяжелых машин.