Горные машины и оборудование

Машины очистных комплексов обычно работают одновременно в нескольких забоях и совмещают отдельные операции (кроме взрывания).

4.3.2.1 Бурение.

Время, затрачиваемое на бурение

Т_б = 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 = 0,30,4, t₁ - по данным практики.

Время, затрачиваемое непосредственно на бурение по формуле

(4.15)

где N_ш - число шпуров (скважин) в забое (забоях), определяемых паспортом буровзрывных работ;

- глубина шпура (или скважины), м;

n_б.у. - число бурильных установок в работе;

П_ТБ - техническая производительность бурильной установки, м/ч.

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 =2 т/м³, то 1 м³ *=2 т, т.е с 1 п.м. выход - 2 тонны руды. Если заданная суточная производительность участка (шахты) А_сут = 1000 т/сут., то 1000: 2 = 500 п.м. Если задана глубина шпура, например, =2,5 м, то N_ш=500/2,5= 200 шпуров/сутки. Далее расчет ведется по формулам (4.84.15);

б) Если диаметр превышает 60 мм, то выход горной массы можно принимать исходя из следующего: = 60 мм (11,5) м³; = 70 мм (1,52,0) м³; = 100 мм (34) м³; = 150 мм (55.5) м³ и далее - методом экстраполяции;

в) В случае применения для бурения скважин станка, его эксплуатационную (сменную) производительность можно определить из следующего выражения.

(4.16)

где n_б.м - число бурильных машин на станке;

Т_см - длительность смены, мин;

Т_пз - время подготовительно-заключительных операций, мин;

V_м - механическая скорость бурения, м/мин;

- глубина скважины, м;

К_в - коэффициент использования станка в течение смены.

Время, затрачиваемое на вспомогательные операции

Т_в= Т_ср+ Т_сп+ Т_к + Т_п (4.17)

где Т_ср, Т_сп, Т_к, Т_п - время, затрачиваемое соответственно на свинчивание, развинчивание штанг, спуск и подъем их, замену коронок, переезды от скважины к скважине, мин.

(4.18)

, (4.19)

где t_м - свинчивание и развинчивание одной штанги, мин;

- длина одной штанги, м;

h_к - стойкость коронки до затупления, м;

t_к - время замены одной коронки, мин;

V_п - скорость подъема и спуска бурового става, м/мин.

Далее по формуле (4.11) определяются Т_з, Т_п.г, t_м.

4.3.2.2 Определение производительности ковшовых погрузочных машин цикличного действия.

Теоретическая производительность ковшовых машин

П_теор= n ? Е (4.20)

где n = 60/Т_ц - число циклов погрузки в мин (n = 46 теоретически);

Т_ц - для машин прямой погрузки с пневмоприводом, 810 с;

Т_ц- для машин ступенчатой погрузки с эл.приводом, 1215 с;

Е - геометрическая вместимость ковша, м³;

Техническая производительность ковшовых машин

П_тех = П_теор (4.21)

где К_н - коэффициент наполнения ковша, 0,70,9;

К_р - коэффициент дополнительного разрыхления в ковше, 0,920,95

(0,92 - для Е до 0,12 м³);.

Эксплуатационная производительность ковшовых погрузчиков

П_экс = П_тех? К_в? Т_см (4.22)

где Т_см - длительность смены, мин.

К_в- коэффициент использования машины, (0,40,6).

4.3.2.3 Определение производительности погрузмашин непрерывного действия (общее для очистных и проходческих работ).

Для выбора погрузочных машин непрерывного действия необходимо знать П_тех и П_экс в конкретных горнотехнических условиях и организацию работ. По известной П_теор определяются П_тех и П_экс для машин с нагребающими лапами типа ПНБ.

Теоретическая производительность

П_теор= m? n_к? V_л (4.23)

где т - количество нагребающих лап;

n_к - число качаний лап в мин.

Объем горной массы за одно качание лапы

(4.24)

где h_л - высота лапы, м;

- длина зачерпывания с учетом внедрения носка, м;

b - ширина зачерпывания, м.

Техническая производительность

П_тех = ? П_теор (4.25)

Многофакторная величина определяется как

(4.26)

где К_з.м - коэффициент захвата материала: К_з.м =1 - при нижнем,

К_з.м = 0,86 - при верхнем, К_зм = 0,68 - 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, т/м³;

- коэффициент крепости;

а - средний размер куска массы, мм;

Н - высота штабеля, м.

Эксплуатационная производительность

П_эксп ⁼ П_тех? К_в? Т_см (4.27)

где К_в - коэффициент использования машины во времени (по данным практики К_в = 0,60,8 - при системах с магазинированием, торцовом выпуске и безлюковой погрузке, К_в = 0,30,4 - для одиночного забоя, где погрузка чередуется с посменной отбойкой, К_в = 0,40,6 - для нескольких забоев);

Т_см - продолжительность смены, 360420, мин.

4.3.2.4 Определение производительности транспортных средств (например, автосамосвал МоАЗ-7504)

Техническая производительность

П_тех= Е К_н ? /Т_р (4.28)

где Е_к - емкость кузова, 12.5 м³;

К_м - коэффициент наполнения, 0.9;

- плотность горной массы в разрыхленном состоянии.

Время рейса

Т_р = t_пог + t_раз ⁺ t_ож + t_гр +t_пор (4.29)

где t_пог- время погрузки, 5.3 мин;

t_раз - время разгрузки, 2 мин;

t_ож - время ожидания, 1 мин;

t_гр= и t_пор= - время движения соответственно груженого и порожнего автосамосвала, мин;

V_гр - скорость движения груженой машины, км/час;

V_пор - скорость движения порожней машины, км/час;

- длина трассы, км.

Сменная (эксплуатационная) производительность автосамосвала

П_экс = П_техТ_смk_в (4.30)

где Т_см - продолжительность смены, 6 час;

k_в- коэффициент использования автосамосвала, 0,6.

Число рабочих-автосамосвалов

(4.31)

где k- коэффициент неравномерности работы, 1,21,5.

Инвентарное число автосамосвалов

N_иа= N_р.а/k_т.г (4.32)

где k_.г - коэффициент технической готовности, 0,97.

4.3.2.5 Для ковшовых погрузочно-доставочных машин (ПДМ) техническая производительность определяется

(4.33)

где Е_б - емкость бункера, м³ (или ковша (Е_к) для безбункерных машин);

k_н.б - коэффициент наполнения бункера, 0,751,0;

k_р- коэффициент разрыхления, 1,51,6;

Т_ц = t_н + t_г + t_раз + t_п - продолжительность цикла, мин (соответственно время наполнения бункера, движения груженной, время разворота, движения порожней машины).

Время наполнения: бункера

(4.34)

где - коэффициент, зависящий от среднего размера куска(А), коэффициента крепости (f), плотности горной массы (), угла откоса штабеля (), высоты штабеля (Н), 0,30,5.

П_Теор - теоретическая производительность рабочего органа, м³/мин.

4.4 Определение числа машин в комплексе

4.4.1 Количество буровых установок (выбирается из расчета обеспечения работы погрузочных машин или транспортных и округляется до целых чисел).

Для очистных работ

(4.35)

Для проходческих работ

(4.36)

где k_н.б - коэффициент неравномерности бурения, 1,11,2;

А_сут - заданная суточная добыча, т/сут;

L - заданная протяженность выработки при проходческих работах, м/мес;

Z_см - количество смен в сутки;

П_эк.б - эксплуатационная (сменная) производительность буровой каретки, т/смену;

и S_в - соответственно плотность, т/м³ и сечение выработки, м².

4.4.2 Количество погрузочных машин

Количество погрузочных машин, входящих о комплекс оборудования, определяется исходя из заданного объема горной массы (А_сут) или протяженности горной выработки (L, м/мес).

Для очистных работ

(4.37)

Для проходческих работ

(4.38)

где k_н.п- коэффициент неравномерности погрузки, 1,11,2;

П_эк.п - эксплуатационная (сменная) производительность погрузмашины, м³/смену.

4.4.3 Определение числа доставочных машин в комплексе

Число доставочных самоходных машин для обеспечения бесперебойной работы погрузочного оборудования

M_д = Т_р / t_погр (4.39)

где М_д - число доставочных машин, обслуживающих 1 погрузмашину (округляется до целого числа).

Время рейса

Т_р= t_пог + t_раз + t_ож + t_пор (4.40)

где t_пог, t_раз - время погрузки и разгрузки, мин;

t_ож- время на дополнительные операции, 24 мин (маневры, ожидание погрузки - разгрузки).

Время движения груженной машины

t_гр = L/V_cр.г (4.41)

Время движения порожней машины

t_пор = L/V_cр.п (4.42)

V_ср.г = k_с ? V_гр, V_ср.п = k _с ? V_п - скорости груженной и порожней машины, м/мин;

k_с- коэффициент снижения скорости, 0,70,75 (на поворотах, случае остановки, торможения и т.д.).

Время погрузки

(4.43)

где Е - геометрическая емкость кузова транспортной машины, м³;

k_нк- коэффициент наполнения кузова, 0,951,2;

П_тех.п - техническая производительность погрузочного оборудования, м³/мин.

Возможное число рейсов машины за смену

Z_в=60(Т_см - Т_пз) /Т_р (4.44)

здесь Т_см - длительность смены, час;

Т_пз- подготовительно-заключительные операции, 0,70,8 час (сдача-прием смены, ТО, взрыв и т.д.).

Потребное число рейсов за смену

Z_П = k_НР ? А_СМ/G_ГР (4.45)

где k_НР - коэффициент неравномерности работы, 1,251,4 (соответственно участка, шахты, горизонта);

А_СМ - сменная добыча участка, шахты (горизонта), т/смену;

G_ГР - полезная грузоподъемность машины, т.

Потребное количество машин для горизонта (рудника)

N_Р = Z_П /Z_В (4.46)

или (4.47)

где - рабочий парк машин для уборки заданного объёма горной массы.

Таблица 4.6 - Время погрузки для транспортных машин (t_пог)

Тип погрузочного оборудования	ВСД-10	СN-60	ВС-20	20RС-14	461НВ- 25	МоАЗ- 6401
ЭП-1	4.0	3,88	6,4	7,1	4,8	5,3
ПНБ-Зк	6,0	5,05	-	-	6,8	7,0
ПНБ-Зд	-	-	-	-	6,2	7,0
ПНБ-4	-	-	-	-	4,9	4,9
Время разгрузки, с	80 - 120	70 - 100	100 - 140	80 - 100	120	90 - 110

Сменная (эксплуатационная) производительность погрузочно-доставочной машины(м/смену)

П_ЭКСП = П_ТЕХ ? К_В ? Т_СМ (4.48)

где П_ТЕХ - техническая производительность, м³/ч; (т/ч);

Т_СМ - продолжительность смены, ч;

Z_СМ - число смен;

К_В - коэффициент использования машины во времени.

Инвентарный парк машин

N_ИНВ = N_Р /k_ТГ (4.49)

где k_ТГ - коэффициент технической готовности парка машин, 0,70,9.

4.5 Расчет потребной мощности двигателей

4.5.1 Расчет мощности двигателей буровых установок

Мощность, затрачиваемая на подачу буровой головки (винтовой податчик)

(4.50)

где F_П - усилие подачи, Н (выбирается из справочника согласно выбранной установки);

_П - КПД механизма подачи, 0,7.

Скорость подачи буровой головки

V_П=n_ХВ ?t / 60 (4.51)

где t - шаг резьбы винта податчика, 0,02 м.

Частота вращения винта податчика

n_Х.В = n_Д.П / i_П (4.52)

где i_П - передаточное число редуктора податчика, 12,8;

n_Д.П- частота вращения вала двигателя податчика, 3000 об/мин

Мощность, затрачиваемая на удар

(4.53)

где А и Z_У - соответственно энергия, Нм и частота ударов, мин^-1 поршня;

_У - КПД удара, 0,75.

Мощность, затрачиваемая на вращение бура

(4.54)

где M_КР - крутящий момент на буре, Н.м (из справочника [13]);

- угловая частота вращения бура, рад/с;

n - частота вращения вала двигателя вращения бура, З000 об/мин.

Мощность, затрачиваемая на ходовую часть

(4.55)

или (4.56)

где V_Х - скорость хода, м/с (из справочника [13] );

_Х - КПД механизма хода, 0,7.

Суммарное сопротивление машине

W = W₀ + W_У+ W_ДИН (4.57)

где W₀ =G_М ?¹ - сопротивление движению, Н;

G_М - вес машины, Н (из справочника);

¹ - коэффициент сопротивления движению гусениц, 0,0150,2;

W_У = G_М ? sin - сопротивление уклона пути, Н;

- уклон пути;

W_ДИН = G_М /g ? (1+К_И) ?а - динамические сопротивления, Н;

К_и - коэффициент инерции, 0,150,40 (0,40 - для дизельных);

а - ускорение машины, 0,200,03 м/с².

Суммарная мощность двигателей при бурении

N_бу = n_бм (N_П + N_У + N_В + N_МС) (4.58)

где n_бм - число бурильных машин на установке;

N_МС - мощность маслостанции, 4 кВт;

К_о - коэффициент одновременности работы бурильных машин, 0,96-0,8 (К_о = 0,85-0,8 - для 4-х бурильных машин).

4.5.2 Расчет мощности двигателей погрузмашины (тип ПНБ).

Определение суммарного сопротивления погрузмашине

W = W_Э + W₀ (4.59)

где W_Э = l?K_F ?_ИЗ - сопротивление экскавации, Н;

l - суммарная глубина внедрения ЗПЧ и лап, м;

К_F - удельное сопротивление внедрению, отнесенное к длине внедряемых частей, Н/м;

_ИЗ - коэффициент износа носка ЗПЧ, 11,5 (_ИЗ = 1 для новой машины);

W₀ = G_М(¹ ± i + _a) - сопротивление движению машины, Н;

G_М - вес машины, Н;

¹ - коэффициент сопротивления движению гусениц,0,15-0,2;

i = sin - уклон трассы, град;

_а = а/g - динамический коэффициент сопротивления;

а - начальное ускорение машины, 0,02-0,03 м/с².

Тогда с учетом динамики расчетное сопротивление в период внедрения ЗПЧ

W_РАС = k_g ?W (4.60)

где k_g - коэффициент, учитывающий динамические нагрузки,1,6 1,7.

По W_РАС проверяется вес машины, т.е. должно удовлетворяться следующее условие

(4.61)

где _сц - коэффициент сцепления гусениц с полотном дороги, 0,3 0,5.

Мощность двигателей хода по максимальному усилию внедрения W_РАС

(4.62)

где k_З - запас мощности двигателей хода, 1,1;

V_Р - рабочая скорость машины, м/с;

_Х - КПД привода гусеничного хода, 0,7.

Мощность двигателей привода нагребающих лап

 (4.63)

где А_Л = W_Э ? L_P + (G_Л ? h_п + 0,2 ? L_Н ? G_Л) ? k_Ш - работа, совершаемая лапой за один ход, Нм;

W_З - сопротивление экскавации, Н;

L_Р - путь лапы при отделении горной массы, 1.23 м;

G_Л = V_Л ? g ? - вес горной массы, перемещаемой лапой, Н;

V_Л - объем горной массы (см. формулу 4.24), м³;

h_п- высота подъема груза до начала кромки конвейера, 0,2 м;

L_Н - расстояние от носка до конвейера, 0,6 м;

k_Ш - коэффициент заштыбовки, 2;

n_к - частота качания лапы, 30 об/мин;

_Л - КПД привода лапы, 0,7.

Суммарная мощность двигателей машины

N_Д = N_X + 2N_Л + N_К + N_МС (4.64)

где N_К - мощность конвейера,40...45 КВт;

N_МС - мощность маслостанции, 4 кВт.

4.6 Список литературы

1. Михайлов Ю.И., Кантович Л.И. Горные машины и комплексы. - М.: Недра, 1975;

2. Солод В.И. и др. Горные машин и автоматизированные комплексы. - М.: Недра, 1981;

3. Яцких В.Т. и др. Горные машины и комплексы. - М.; Недра, 1974;

4. Байконуров О.А., Филимонов А.Т. Комплексная механизация очистных работ при подземной разработке рудных месторождений. - Алма-Ата: Наука, 1973;

5. Кальницкий Я.Б., Филимонов А.Т. Самоходное погрузочное и доставочное оборудование на подземных рудниках. - М.: Недра, 1974;

6. Байконуров О.А., Филимонов А.Т., Калошин С.Г. Комплексная механизация подземной разработки руд. - М.: Недра, 1981;

7. Сафохин М.С. и др. Конструкция горных машин и комплексов для подземных горных работ. - М-: Недра, 1972;

8. Скорняков Ю.Г. Подземная добыча руд комплексами самоходных машин - М.: Недра, 1986;

9. Кальницкий Я Б. Безопасная эксплуатация подземного самоходного оборудования. - М.: Недра, 1982;

10. Горнопроходческие машины и комплексы (под ред. Грабчак Л.Г.) - М.: Недра, 1990;

11. Гетопанов В.Н. и др. Горные и транспортные машины и комплексы. - М.:Недра,1991;

12. Скоробогатов С.В. и др. Горнопроходческие и строительные машины.

-М.: Недра, 1985;

13. Справочник механика рудной шахты (под ред. Донченко А.С.) - М.: Недра, 1978;

14. Клорикьян Х.Р. и др. Машины и оборудования для шахт и рудников. - М.: МГГУ, 2000.

горный машина обогатительный оборудование

5 МЕТОДИЧЕСКИЕ УКАЗАНИЯ ДЛЯ СПЕЦИАЛИЗАЦИИ «МАШИНЫ ОБОГАТИТЕЛЬНЫХ ФАБРИК»

5.1 Принципы формирования комплексов

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

(5.1)

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

Порода	, кг/м3	сж, МПа	Е, МПа
Песчаник	1400	4060	3500050000
Уголь	2000	5080	3400050000
Сланец глинистый	1200	2540	1100019000
Известняк прочный	2700	100120	3500050000
Гранит мелкозернистый	3300	180200	6000070000
Руда	3500	200240	7500084000

5.2 Определение производительности машин комплекса

5.2.1 Щековая дробилка

Частота вращения эксцентрикового вала определится по формуле

 (5.2)

где - 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

(5.3)

где _сж - напряжения сжатия дробимого материала, МПа;

Е - модуль Юнга этого материала, МПа;

Д_д - размер куска, м.

Размер куска можно определить по формуле

Д_д = 0,65 ? В

где В - ширина приёмного отверстия дробилки, м.

Производительность щековой дробилки

П = 60 ? V ? n? (5.4)

где - коэффициент разрыхления дробимого материала, 0,4;

V - объём призмы материала, выпадающего из дробилки за один ход подвижной щеки, м³.

 (5.5)

где h - высота зоны дробления, м, h = s/tg;

b - длина разгрузочного отверстия дробилки;

е - минимальный зазор между дробящими плитами, м.

5.2.2 Конусная дробилка

Частота вращения эксцентрикового стакана конусной дробилки определяет число качаний подвижного дробящего конуса

(5.6)

где - угол наклона образующей дробящего конуса к его основанию, он равен для дробилок крупного дробления = 30⁰; в дробилках среднего дробления

= 40⁰; мелкого дробления = 50⁰;

- коэффициент трения материала о поверхность конуса, 0,35;

- длина зоны калибровки (параллельной зоны), м.

Её длину можно найти из эмпирической зависимости:

- дробилки крупного дробления

- дробилки среднего дробления

- дробилки мелкого дробления

где D_К - диаметр подвижного конуса, м.

Производительность дробилки

П = 60 ? V ? n ? (5.7)

где V - объём материала, выпадаемый из зоны дробления за один оборот эксцентрикового вала, м³;

- коэффициент, учитывающий наличие пустот между камнями в зоне дробления, 0,5.

Для дробилок крупного дробления

(5.8)

где r = 0,02 ? B - эксцентриситет подвижного дробящего конуса, м;

B - ширина загрузочного отверстия, м;

е = в - 2r - установленный зазор между дробящими конусами, м;

в - ширина разгрузочной щели, м.

D_CР - диаметр по среднему сечению призмы выпадания, м.

D_CP = D_Н + 0,5 ? (2 ? е + s) (5.9)

где D_Н - нижний диаметр подвижного дробящего конуса, м;

s = 2r - отклонение подвижного дробящего конуса за 0,5 оборота эксцентрикового стакана.

Для дробилок среднего и мелкого дробления

(5.10)

где b = e + 2r - ширина выходной щели, м;

5.2.3 Валковая дробилка

Максимальная крупность дробимого материала

 (5.11)

где D - диаметр дробящих валков, м;

е - расстояние между валками, м.

Частота вращения валков

(5.12)

где f - коэффициент трения дробимого материала о поверхность, 0,4;

г - плотность дробимого материала, кг/м³;

r - радиус загружаемого материала, м;

R - радиус дробящих валков, м.

Окружная скорость на ободе валка

(5.13)

Производительность валковой дробилки

Q = 3600 ? (e + s) ? L ? V ? (5.14)

где s = 0,1 ? e - отход подвижного валка, м;

L - длина валка, м;

- коэффициент, учитывающий наличие пустот между породой, 0,5.

5.2.4 Дробилки ударного действия

Производительность дробилки при дроблении известняка можно определить

если D_p>L_p Q = 1.66 ?D_p? L_p? n (5.15)

если D_p<L_p Q = 1.66 ?D_p? L_p²? n (5.16)

где D_P - диаметр ротора, м;

L_P - длина ротора, м;

n - частота вращения ротора, об/с.

Производительность при дроблении угля

(5.17)

где k - коэффициент зависящий от конструкции дробилки, для молотковой дробилки 0,2, для роторной 0,26;

i- степень дробления, для валковой дробилки 35, для роторной 25.

5.2.5 Мельницы

Производительность мельницы в зависимости от её объёма, крупности продукта измельчения

Q = k_изD^2.5? L (5.18)

где k_из - коэффициент измельчаемости сравниваемых руд: для мягких руд он равен 1,52, руд средней твердости - 1, твердые руды - 0,50,7;

D - диаметр барабана, м;

L - рабочая длина мельницы, м.

5.3 Определение количества машин

Необходимое число рудоподготовительных машин определяется по формуле

N_Р = Q_Ф /Q_Г (5.19)

где Q_ф - годовая производительность фабрики, м³/год;

Q_Г - годовая производительность машины, м³/год.

Инвентарный парк определяется по выражению

n_ИНВ = k_ИN_Р (5.20)

где k_И - коэффициент, учитывающий число экскаваторов, находящихся в ремонте, 1,151,2.

5.4 Мощность привода

5.4.1 Щековая дробилка

Для дробилок с длиной загрузочного отверстия до 1000 мм

(5.21)

где - предел прочности дробимого материала, МПа;

n - частота вращения эксцентрикового вала, об/мин;

b - длина загрузочного отверстия, м;

D - диаметр загружаемых в дробилку камней, м;

d= e + 0,5 ?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

(5.22)

5.4.2 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

М_др = Р_др? r ?sin ? cos (5.23)

где Р_др - среднее значение равнодействующей усилий дробления, Н;

r - эксцентриситет в плоскости действия горизонтальной составляющей силы дробления, м;

- угол опережения равнодействующей сил дробления, 18⁰;

- угол между равнодействующей сил дробления и горизонтальной плоскостью, 23⁰.

Величина усилия дробления приближенно может быть определена по формуле

(5.24)

где - временное сопротивление на сжатие исходного материала,

D_к - диаметр основания дробящего конуса, м;

Е - модуль упругости материала, МПа;

S₁ - величина перемещения дробящего конуса в точке приложения силы Р_др, м;

D_cв и d_cв - средневзвешенный размер соответственно исходного материала и конечного продукта, м;

D_св = 0,6 В и d_св = (0,82,5)в - для дробилок ККДКМД;B - ширина загрузочного отверстия, м;

в - ширина разгрузочной щели, м.

S₁= R? sin ? tg (5.25)

где R - радиус дробящего конуса, м;

- угол наклона образующей дробящего конуса к его основанию, град;

- угол нутации, 2⁰. ?

Эксцентриситет в плоскости действия горизонтальной составляющей силы дробления определяют по формуле

(5.26)

где L_p - плечо силы относительно точки поворота опорного кольца, м (определяется графически).

Момент трения на сферическом подпятнике

(5.27)

где R_сф - реакция на сфере, определяется графическим путем, Н;

- коэффициент трения на поверхности сферического подпятника, 0,03;

- мгновенная угловая скорость дробящего конуса, рад/с.

(5.28)

где - угловая скорость эксцентриковой втулки, рад/с.

Момент трения в эксцентриковом узле можно определить по формуле

где - коэффициент трения в радиальных опорах эксцентрика, 0,05;

Р_э - реакция на эксцентрике, определяется графическим путем, Н;

r_в и r_м - радиусы внутренней и наружной расточек эксцентрика.

Радиус внутренней расточки определяется как среднеарифметический между верхним и нижним диаметром.

Мощность необходимая на преодоление суммарного момента сопротивления

(5.29)

Установочная мощность двигателя в нормальных условиях работы дробилки должна быть больше необходимой для преодоления сил трения

N_дв ?_пр N_тр

где _пр- КПД дробилки, 0,8.

5.4.3 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

N_у = (N₁ + N₂ + N₃)/ (5.30)

где - КПД передачи, 0,85.

Мощность необходимая для дробления материала

N₁ = А ? n (5.31)

где А - работа совершаемая валком, Дж;

n - число оборотов валка, с^-1.

Работу, совершаемую силами нажатия обоих валков на материал, определяют

А = Р_ср? S (5.32)

где Р_ср - фактическое среднее усилие дробления, Н;

S - величина горизонтального пути, проходимого точкой приложения силы Р, м.

S = 2?R (5.33)

где R - радиус валка, м;

- угол захвата, градус, 1724⁰.

Р_ср = Р₁ ? (5.34)

где Р₁ - среднее усилие дробления, Н.

Р₁ = P_уд ? F? K_p (5.35)

где Р_уд - удельное давление на валок, Па;

F - площадь на которую действует удельное давление, м²;

К_р - коэффициент, учитывающий степень использования длины валков и степень разрыхления материала, 0,4.

(5.36)

где К - коэффициент, 1,15;

_т - предел текучести, 4010⁴ Па;

- коэффициент;

h_н.с - толщина нейтрального слоя, м;

?h - линейное обжатие материала, м;

h_к - толщина выходящей ленты материла, м, равная ширине щели между валками.

(5.37)

где - коэффициент трения между материалом и валком, 0,45.

 (5.38)

где h_н - начальная толщина поступающего материала, равная наибольшему размеру поступающих кусков, .

(5.39)

Площадь, на которую действует удельное давление

(5.40)

где L - длина валков, м;

l - длина дуги, на которой измельчается материал, м.

(5.41)

- угол захвата.

Мощность, затраченная на преодоление сил трения материала о валок

N₂=N₁f, КВт (5.42)

где f =0,45 - коэффициент трения материала о валок.

Мощность, затраченная на трение в подшипниках

N = 2??? d? f₁ ?G ?n (5.43)

где d - диаметр шейки вала, м;

f₁ - коэффициент трения качения приведенный к валу электродвигателя, 0,18;

G - нагрузка на подшипник, Н.

(5.44)

где Q - сила тяжести валка, Н;

P_ср - среднее усилие дробления, Н.

5.4.4 Дробилки ударного действия

Сила тяжести по производительности куска дробимого материала, приходящаяся на один молоток

(5.45)

где Q - производительность дробилки, кг/час,

n - число оборотов, об/мин;

z - число бил, для молотковых дробилок z = L/20, для роторных

z = L/16;

L - длина ротора, мм.

Кинематическая энергия, потерянная молотком при ударе

(5.46)

где V₁ - скорость молотка, м/с;

М - масса молотка, кг.

Она ориентировочно для молотковых дробилок определится по формуле

M = 0,01?Q

где Q - производительность дробилки, т/час.

Скорость вращения бил определится по формуле

(5.47)

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

(5.48)

Работа, затрачиваемая всеми молоками на истирание материала на колосниковой решетке

(5.49)

где Р_ц - центробежная сила, Н;

f - коэффициент трения, для известняка - 0,5, для угля - 0,6.

Центробежная сила

(5.50)

где V₂ - скорость куска породы, м/с.

 (5.51)

К₁ - коэффициент, для молотковых дробилок - 1,25, для роторных - 1,19.

Мощность, потребляемая на истирание материала

(5.52)

Общая мощность необходимого двигателя

где - КПД привода, 0,8.

5.4.5 Мельницы

Мощность при равномерном вращении мельницы определяется по формуле

N = 3,464 ? (5.53)

где G - вес шаров, т;

ц - степень заполнения мельницы шарами;

ш - 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

 (5.54)

где t_ф - толщина футеровочной плиты, м;

Д_н - диаметр мельницы без футеровки.

Частота вращения барабана

(5.55)

где k_c - коэффициент снижения частоты вращения мельницы, для шаровой 0,750,85, стержневой 0,60,65.

(5.56)

Степень заполнения мельницы шарами

(5.57)

Значение параметра k производится из таблицы 5.2.

Таблица 5.2 - Значение параметра k для различных скоростей и заполнения мельниц дробящими телами

, %	, %
	70	75	80	85	90	95	100
30	0,635	0,7	0,746	0,777	0,802	0,819	0,831
35	-	0,618	0,683	0,726	0,759	0,781	0,797
40	-	0,508	0,606	0,669	0,711	0,74	0,76
45	-	-	0,506	0,6	0,656	0,694	0,721
50	-	-	-	0,508	0,592	0,644	0,676

Мощность привода на валу

(5.58)

Масса загружаемых мелющих тел

G = ? ? ?V_p (5.59)

где - коэффициент заполнения барабана мелющими телами определяется как отношение объёма мелющих тел в насыпке к рабочему объёму мелющих тел (см. таблицу 5.3).

- насыпная плотность мелющих тел, т/м³ (см.таблицу 5.3);

V_p - рабочий объём мельницы, м³.

Таблица 5.3 - Зависимость и от типа мелющих тел

Показатель	, т/м3
Шары	4,6-4,8	0,45-0,5
Стержни	6,2-6,7	0,35-0,45

Полученную мощность необходимо проверить при разгоне мельницы в период запуска при полной загрузке внутри.

Нагрузка, приходящаяся на один опорный ролик, находится по формуле

(5.60)

где C_м+ш+п - вес мельницы, шаров и породы, Н;

z_p - число роликов;

- угол установки роликов, 60⁰.

Сила сопротивления вращению мельницы, вызванная трением в опорных роликах, находится

W = z_pW_p (5.61)

где W_р - сопротивления вращения рамы от трения в одном опорном ролике, Н;

(5.62)

где - коэффициент трения качения мельницы по ролику,0.001;

f - коэффициент трения в подшипнике оси ролика, 0,1;

d_p - диаметр ролика, м;

d₀ = 0.25 ?d_p - диаметр оси ролика, м.

Момент сопротивления вращения мельницы

М_сопр = М_тр + М_ин (5.63)

где М_тр - момент от трения в опорных роликах, Нм;

М_ин - момент от сил инерции в период пуска привода мельницы, Нм, ориентировочно составляет 40% от момента сил трения.

(5.64)

Необходимая мощность двигателя

 (5.65)

где n - частота вращения, об/мин;

- КПД привода мельницы, 0,8.

5.4.6 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

u_общ = n_дв/n_р (5.66)

где n_дв - скорость вращения вала выбранного по каталогу электродвигателя, об/мин;

n_p - скорость вращения рабочего органа, об/мин.

В соответствии с принятой схемой привода

u_общ = 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

(5.68)

где n_б - частота вращения быстроходного вала, об/мин;

М_тих - крутящий момент на тихоходном валу, КНм;

з_р - КПД редуктора, 0,95.

(5.69)

где N_тих - мощность на тихоходном валу, кВт;

_тих - угловая скорость вращения этого вала, рад/с.

(5.70)

(5.71)

5.5 Список литературы

1. Донченко А.С., Донченко В.А. Справочник механика рудообогатительной фабрики - М.: Недра, 1986;

2. Олевский В.А. Конструкция, расчеты и эксплуатация дробилок - М.: Металлургиздат, 1958;

3. Донченко А.С., Донченко В.А. Эксплуатация и ремонт дробильного оборудования - М.: Недра, 1972;

4. Егоров В.Л. Обогащение полезных ископаемых. М: Недра, 1986;

5. Андреев С.Е., Зверович В.В., Перов В.А. Дробление, измельчение и грохочение полезных ископаемых. - М.: Недра, 1966.

ПРИЛОЖЕНИЕ А

(обязательное)

Пример оформления титульного листа

МИНИСТЕРСТВО ОБРАЗОВАНИЯ И НАУКИ

РЕСПУБЛИКИ КАЗАХСТАН

Рудненский индустриальный институт

Кафедра Горные машины и оборудование

ПОЯСНИТЕЛЬНАЯ ЗАПИСКА

к курсовому проекту

по дисциплине «Горные машины и оборудование»

Руководитель:

доцент

_________С.Л. Кузьмин

“__”__________2006 год

Студент Петров В.П

специальность 050724

группа ЗТМ-04

Рудный 2006

Размещено на Allbest.ru