CC BY
23
© И.К. Егоров, К.И. Егорова, 2007
УДК 622.23.05
И.К. Егоров, К.И. Егорова
ПРОЕКТИРОВАНИЕ И КОНСТРУИРОВАНИЕ ПОДЗЕМНОГО КОЛЕСНОГО СКРЕПЕРА
Семинар № 19
В настоящее время все горнодобывающие предприятия Юго-Западного промышленного куста Якутии перешли и переходят на подземную разработку месторождений. Подземные рудники значительно улучшили экологическую обстановку в районе и республики Саха в целом. Из них наиболее прогрессивным является рудник «Интернациональный», где подземная разработка кимберли-товых руд ведется горными комбайнами. Комбайновая система разработки является кристаллосберегающей и безопасной по сравнению с буровзрывной. Расчет производительности зарубежных комбайнов типа Альпина Майер представлен в работе [1]. Практический интерес представляет расчет добычного комплекса [2]: комбайна М-105 и самоходного вагона 5ВС-15. Этот вагон хорошо вписывался в принятый цикл проходки: Уцикл = ВИ'^ = 4,550,3 = 6,75 м3, что меньше емкости вагона Ушсв = 9 м3.
где В = 4,5 м, ширина очистной выработки; Н = 5 м, высота очистной выработки; d = 0,3 м, толщина отбиваемого слоя за 1 цикл
В этом случае при отсутствии самоходного вагона, согласно планограммы работ машинисты комбайна проводят осмотр комбайна, производят замену быстросъемных деталей и резцов. При длительном отсутствии вагона (внеплановый простой из-за
отказа) машинисты приступают к установке анкерной крепи, актировке или заготовительным работам для последующей заливке очистной выработки гидравлической закладкой.
В алмазодобывающей промышленности самоходные вагоны нашли бы основное применение не только при разработке мощных вертикальных рудных тел, где высота очистных выработок достигает 5 м, но и при разработке горизонтальных россыпных месторождений мощностью до 4 м., средней длине откатки 100-150 м, максимальной длине 200-300 м [3]. Вагоны разгружаются в рудоспуски, из которых руда через люки направляется на локомотивную откатку, а затем скиповым подъемом она выдается на дневную поверхность.
1. Время погрузки (Тп) самоходного вагона зависит от технической производительности комбайна Ют) и крепости пород (0:
Р1т = 10 м2 в мин. при ^ = 2 Р2т = 1,0 м3 в мин при !2 = 6 Р3т = 0,25 м3 в мин при !3 =10.
Т п1=(60 Ушсв . Кн . Кр . Км)/ =
=(60. 9,0. 0,95 . 1,1 . 1,25)/10 =60 с.
Т п2 = (60. Ушсв . Кн . Кр . Км)/ Р2т =
=(60 . 9,0 . 0,95 . 1, 1 . 1, 25)/1,0 =
= 600 с. . . . .
Т п 3 = (60 Ушсв . Кн Кр Км )/ Р3т =
=(60. 9,0 . 0,95 . 1, 1 . 1,25) / 0,25 = =2821,5 с.
где Кн =0,95 -коэффициент наполнения кузова; Кр=1,1- коэффициент
учета ремонтов и техобслуживания; Км = 1,25-коэффициент маневров во время погрузки.
2. Время движения ШСВ остается постоянным, например при Ь макс.= =0,2 км.
Тдв.= 36°°'Ь макс(1/^гр + 1/Упор)'К дв = =3600- 0,2(1/8,5 +1/10)1,35 =210 с. где Угр=8,5 км/ч и Упор=10 км/ч -скорости груженого и порожнего вагона; К дв=1,35 - коэффициент, учитывающий разгон, замедление, снижение скорости самоходного вагона.
3. Время оборота ШСВ будет, изменятся в зависимости от времени погрузки комбайном, т.е. в зависимости от технической производительности комбайна и от крепости кимбер-литовых руд;
Т1об = Тдв + Т П1 + Тр = 60 + 210 +
+25 = 300 с. или 5 мин.
Т2об = Т дв + Тп2 + Тр = 600 + 210 +
+25 = 840 с. или 14 мин.
Т3об= Т д. + Тп3 + Тр = 6000 +210 + +25 = 3035,5 с. или 50,7 мин.
4. Определяем (Ы) число самоходных вагонов на один комбайн;
N1 вагонов = Т1 об./ Т п 1 = 360/60 = =6,0 вагонов
N 2вагонов = Т2 об/ Т п 2 = 1000/600 = = 1, 66 вагонов и 2 вагона
Ы 3вагонов =Т3 об./ Т п 3 =
=3035/2821,5= 1,0 вагон.
5. Возможная производительность добычного комплекса (Ор) состоящего из одного комбайна типа АМ - 105 и двух самоходных вагонов 5ВС - 15;
Ор = Ыв ' (3600 ' Ушсв ' Кнв Тсм)/Тоб = =2(3600- 9. 0,95. 6)/1000 = 369,36 м3/см.
6. На практике данная производительность не была достигнута из-за низкой надежности и не эффективной эксплуатации ШСВ, который из-за не благоприятных условий оказался не работоспособным. Основные узлы вагона: рама, скребковый кон-
вейер, ходовая часть, кузов преждевременно выходят из строя из-за коэффициента перегрузки, т. к. вагон не был предназначен для транспортировки тяжелых скальных пород. Электрооборудование выходит из строя из-за окисления сероводородом, и другими вредными веществами, негативно влияющими на все узлы ШСВ. К пер = бким / Сдоп = 3,5/2,0 =1,7 где вким=3,5 т/м - масса кимберлито-вой руды; вдоп= 2,0 т/м3 - допустимая для вагона масса руды.
Самоходные вагоны на подземных горных работах себя не оправдали. Поэтому руководство ЗАО «Алроса» решило от них отказаться и перейти на погрузочно-доставочные машины. В настоящее время на руднике “Интернациональный” погрузка и доставка руды от комбайнов (АМ-75; АМ-85;АМ-105) до рудоспусков осуществляется погрузочно-доставочными машинами типа “ЕБТ-6” (Швеция), “Т0К0-500Е” (Финляндия), “ТОКО-400Е” (Финляндия). Из этого следует, что производительность и эффективность комбайнов зависит не только от крепости пород, но и производительности погрузодоставочных машин.
В период погрузки ковша машинист ПДМ отключает двигатель для уменьшения выхлопных газов в тупиковом забое (рис. 1).
Чтобы обеспечить непрерывность процесса добычи руды, необходимо держать под погрузкой у комбайна, как минимум две погрузодоставочные машины, а по мере увеличения длины доставки три ПДМ. Очевидно, что с увеличением числа погрузодоставоч-ных машин на обслуживание одного комбайна возрастает опасность ведения подземных горных работ. Кроме того, если это дизельная ПДМ, возрастает и загазованность горных выработок (особенно тупиковых), также увеличиваются экономические затраты,
так как только одна импортная погру-зодоставочная машина стоит около 1,5 млн. дол, включая затраты на ее содержание, ремонт, техническое обслуживание, и расходы на горючесмазочные материалы.
Для того чтобы обеспечить непрерывность работы комбайна и в тоже время сохранить минимальное число погрузодоставочных машин, была предложена бункерная и контейнерная доставка[1] рудной массы от комбайнов к рудоспускам, позволяющей иметь только одну ПДМ.
В условиях многолетнемерзлых россыпей показали высокую надежность, работоспособность, не восприятие сурового климата, вредных веществ и экономичность скреперные установки типа 55 ЁС-2С, 75 ёС-2С, 100 ЁС-2С при работе с ковшами емкостью 1,5...4,0 м3. Их недостаток волочение груза по почве выработки. Подземные колесные скреперы не имеют этот недостаток.
Экономический эффект можно достичь освободившись от опасных и дорогостоящих машин за счет конструирования, проектирования и внедрения подземного колесного скрепера (ПКС) (рис. 2).
Предполагаемый нами подземный колесный скрепер является транс-
Рис. 1. Эксплуатация комбайна АМ-105 в комплексе с ПДМ ЕБТ-6
портным устройством, циклического действия. Он предназначен для транспортирования руды (породы) различной крупности -100-120 мм, отбиваемой комбайном, в этих кусках руды сохраняются кристаллы алмазов.
Он имеет небольшой объем кузова 4 м , не имеет перегружающего устройства, и является саморазгружаю-щимся с канатной тягой, имеет привод скреперной установки. Поэтому имеет достоинства скреперной установки и машины:
- простота устройства;
- надежность работы;
- легкость перемещения с одного места на другое, т.е. простота монтажа и демонтажа;
- незначительные расходы на ремонт;
- невысокая стоимость оборудования.
Основные недостатки:
- значительный износ каната;
- снижение производительности с увеличением длинны доставки.
Эффективность скреперной доставки зависит от мощности лебедки, длины доставки и от организации работ, метода разгрузки скреперного ковша.
Метод разгрузки скреперного ковша на эстакаде под углом 45о (рис. 2), позволяет открыть магнитные защелки борта ковша и разгрузиться под действием силы тяжести выгружаемых пород (схема 2 на рис. 2).
Если вмещающие породы слабые, представлены каменной солью то
Рис. 2. Схема доставки руды ПКС: 1 - комбайн; 2 - лебедка; 3 - рудоспуск; 4 - эстакада; 5 - скреперный ковш; 6 - защитная труба для троса; 7 - отклоняющий шкив; 8 - отклоняющий барабан; 9 - замки; 10 - буфер; 11 - световая и звуковая сигнализация
комбайн легко проходит наклонные съезды к рудоспускам, установленным вокруг трубки. При развороте на 180о скреперный ковш разгружается вниз, в рудоспуск, как описано выше.
На горизонтальной плоскости ПКС разгружается как прицепной скрепер [4] для открытых горных работ, а руда выталкивается из скреперного ковша с помощью гидроцилиндров или канатов лебедки.
------------ СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Егоров И. К. Определение производительности зарубежных комбайнов на рудниках в зоне многолетней мерзлоты// Горный информ.- аналит. Бюллетень - М.: изд-во МГГУ, 2004, №9.
2. Тихонов Н.В. Транспортные машины горнорудных предприятий. М.: Недра,1985.
3. Пухов Ю.С. Рудничный транспорт. - М.: Недра, 1991.
4. Раннев A.B. Устройство и эксплуатация дорожно- строительных машин. - М.: Издательский центр «Академия», 2003. -С. 119. S2H
— Коротко об авторах---------------------------
Егоров И.К. - Якутский государственный университет, Егорова К.И. - МГТУ им. Н.Э. Баумана.
УДК 621.3.035.21 А.С. Выскребенец
ОПРЕДЕЛЕНИЕ ПАРАМЕТРОВ РАБОТЫ ДРОБИЛЬНО-ИЗМЕЛЬЧИТЕЛЬНОГО ОБОРУДОВАНИЯ ПРИ ПОЛУЧЕНИИ ЗЕРНОВЫХ ФРАКЦИЙ УГЛЕРОДИСТЫХ МАТЕРИАЛОВ
Семинар № 19
иентробежная мельница (а.с. № 1169733), разработанная в СКГМИ, предназначена для подготовки зерновых фракций минерального сырья, кокса, известняка и других материалов, используемых при подготовке шихты.
В центробежной мельнице [1] возможно получение продукта широкого фракционного состава с возможностью изменения крупности продукта и соотношения фракций. Это обстоятельство особенно важно при подготовке шихты в электродной промышленности. Получение широкого фракционного состава продукта стало возможным благодаря сочетанию процессов дробления и динамического самоизмельчения.
Центробежная мельница (рисунок) состоит из вертикально расположенного цилиндрического корпуса 7 с соосно установленным в нем валом 2, на котором закреплен чашеобразный ротор 3 со съемным кольцом 4. В верхней части вала крепится шкив 5 клиноременной передачи. Вал 2 ротора установлен в подшипниковые опоры верхнюю 6 и нижнюю 7. Регулировочное кольцо 8 установлено на трех винтовых домкратах 9, которые крепятся к корпусу 2 посредством кронштейнов 10. Домкраты 9 установлены по периметру корпуса через 1200. Верхняя подшипниковая опора 6 опирается на траверсу 11, нижняя
подшипниковая опора 7 - на траверсу 12 . В нижней части корпуса 7 имеется разгрузочный лоток 13, в верхней части - загрузочный патрубок 14. Чаша ротора имеет форму перевернутого полого усеченного конуса, внутри которого равномерно установлены шесть вертикальных радиальных ребер 15.
Съемное кольцо 4 сопряжено с рабочей поверхностью ротора 3 наклонной волнообразной поверхностью в окружном направлении. Конусность нижней сопрягающей поверхности съемного кольца совпадает с конусностью чаши ротора, при этом конусность верхней сопрягаемой поверхности съемного кольца больше конусности нижней сопрягающей поверхности. Регулировочное кольцо 8 со стороны кольцевой полости выполнено в виде обратного конуса. Таким образом, оба кольца (регулировочное и съемное) в окружном направлении образуют ряд полостей дробления 16 и полостей выгрузки 17, которые заканчиваются в радиальном направлении разгрузочной щелью 18.
Исходный материал равномерно подается через загрузочный патрубок 14. Для работы мельницы в оптимальных режимах над чашей 3 необходимо иметь слой материала, который создает давление над чашей 6-7 кПа. При вращении ротора материал разгоняется радиальными ребрами 15 до скорости 10-15 м/с и выбрасывается
Схема центробежной мельницы
из чаши в активную зону самоизмель-чения, которая находится над чашей. Частицы материала, которые соизмеримы с размером калибровочной разгрузочной щели, под действием центробежной силы выбрасываются из мельницы и попадают на разгрузочный лоток 13. Крупные частицы материала возвращаются в чашу 3, и цикл повторяется.
Окатанные частицы материала, которые неэффективно измельчаются в активной зоне самоизмельчения, под действием центробежной силы попадают в полости дробления 16, находящиеся между съемным кольцом 4 и регулировочным кольцом 8. После дробления в полостях 16 материал переходит в полости 17, а затем под действием центробежной силы - в калибровочную разгрузочную щель 18. Угол между съемным и регулировочным кольцами должен быть в пределах 1525°. При таком значении угла происходит эффективный захват окатанных кусков материала и их дробление в полостях 16 благодаря волнообразной поверхности кольца 4. Значение угла
зависит от коэффициента трения материала о поверхность полостей. При малых значениях коэффициента трения минимальный угол составляет 15°, а при больших значениях указанного коэффициента максимальный угол - 25°. С увеличением угла возрастает объем полостей 16, следовательно, большее количество окатанных кусков «критических размеров» может быть разрушено.
В месте сопряжения наклонной волнообразной поверхности съемного кольца с рабочей поверхностью чаши угол равен 20°. Его значение постепенно уменьшается и в месте перехода волнообразной поверхности в калибровочную разгрузочную щель 18 равно 0.
В случае изменения крупности измельченного материала следует изменять (уменьшить или увеличить) размер калибровочной разгрузочной щели 18 с помощью винтовых домкратов 9, которые определяют местоположение регулировочного кольца 8 над съемным кольцом 4.
Привод мельницы представлен асинхронным двигателем и клиноременной передачей.
Г ранулометрический состав продукта измельчения зависит от величины зазора между кольцами 8 и 4. Наличие параллельной зоны разгрузочной щели позволяет калибровать продукт по максимальному размеру.
Мощность на валу центробежной мельницы, по аналогии с мельницей динамического самоизмельчения [2] расходуется на преодоление сил трения в подшипниковых опорах, на сообщение материалу, находящемуся в роторе вращательного движения, на преодоление сил трения между слоями материала, находящегося в чаше ротора и расположенного над ней, на разрушение материала в полостях дробления. Мощность, необходимую для разрушения материала в полостях 16, предлагается определить через работу на дробление.
л2
2Е
где а, Е - предел прочности и модуль упругости разрушаемого материала; V
- объем дробимого материала в кольцевом зазоре за 1 оборот.
Количество полостей дробления по периметру ротора пО
К _----^ • 1да,
О - ё
где Ор - диаметр ротора; О, ё - максимальное и минимальное расстояние между съемным и регулировочным кольцами; а - угол захвата.
Объем дробимого материала в кольцевом зазоре за 1 оборот ротора
1. Выскребенец А. С. Центробежная мельница для подготовки зерновых фракций. Цветная металлургия. 2002. № 7. С. 24-26.
2. Хетагуров В. Н, Выскребенец А. С.
Экспериментальное исследование характера
V =
п ■ Dp ■ tg a D3 - d3
6 О - ё Работа на разрушение материала в полостях дробления
А • Ор ■а2 • іда О3 -ё3
_ Ї2Е о - ё '
Мощность на разрушение материала в полостях дробления N _П • Ор -а2 • ід а • п О3 - ё3 _ 12Е ‘ О - ё ‘
где п - частота вращения ротора.
Общий крутящий момент на валу ротора определен по полному факторному эксперименту
3 03 V0’52 р0,35+0,47!пК
M = ■
K2
■ KÄ , н-м
где V - окружная скорость чаши; Р -давление столба материала над чашей; К - коэффициент внутреннего трения; Кд - масштабный коэффициент, при переходе от одного типоразмера мельницы к другому.
На производительность установки влияют такие факторы как площадь разгрузочной щели ^ окружная скорость ротора V, крупность исходного материала Кё, коэффициент измель-чаемости Ки.
Зависимость производительности от перечисленных параметров определена по результатам полного факторного эксперимента Q _ —
107^и
где Кд - масштабный коэффициент.
,1,2 г-1,34 is1,11
_______________JK±_________к ■ K
'0,075(ln v+1,11 ln Kd) и "Лі
------------- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
движения измельчаемого материала в рабочем органе центробежной мельницы. Тр. 31-го Уральского семинара. Екатеринбург, 2001. ЕЕН
— Коротко об авторах---------------------------------------
Выскребенец A.C. - кандидат технических наук, доцент, СКТМИ (ГТУ).
324
