礦井生產所用的提升及運輸設備選型畢業(yè)論文

PAGEi摘要在礦井的生產中，礦井運輸占有重要的地位。其中，礦用的采煤機，刮板運輸機，膠帶運輸機，礦用電機車是井下運輸中的核心設備，這些集機械、電子、液壓于一體的器械的有機組合，大大增加了煤礦的運輸、生產效率。而人們對于礦井運輸設備的設計嚴格的要求最優(yōu)，首先對具體煤礦的工作條件、產量、運輸量進行精確的測量與計算，然后選擇最符合要求的礦井運輸設備的型號，以發(fā)揮其運輸?shù)淖畲笮?，最小的經濟投入。本次設計的主要目的是根據(jù)自己具體所選的煤礦，選擇合適的礦井輸入設備（主要有刮板運輸機，膠帶運輸機，礦用電機車），其中對刮板運輸機和膠帶輸送機的空重段承載量的計算，各點張力的計算，對與鏈與托輥、滾筒剛度的校核組成了本次設計的核心內容。此次設計是對自己機械方面綜合知識的測試與考驗。本設計主要對礦井生產所用的提升及運輸設備的選型進行的一次合理選擇。礦井提升需要用一些專用的提升設備，主要有提升容器，提升鋼絲繩，提升機，井架，裝卸載設備以及一些輔助設備。礦井提升設備是礦山較復雜而龐大的機電設備，它不僅承擔物料的提升與下放任務，同時還上下人員。礦井運輸是煤炭生產過程的一部分，煤炭的井工生產中，運輸線路長，巷道條件多種多樣，運輸若不暢通，采掘工作就無法繼續(xù)進行，井工生產的煤礦運輸作業(yè)，包括從工作面到礦井地面的煤炭運輸和輔助運輸，輔助運輸包括矸石、材料、設備和人員運輸。關鍵詞：礦井運輸；校核；計算；提升機。AbstractIntheproductionofmineralwell,thetranslationofminestandinaveryimprotantpoint,themintraluseofadoptcoalmachine,pareoffplankconveyancemachine,thetapetransportmachine,themineraluseanelectricalengineeringcaristhewelldescendacomveyanceinofcoreequipments,theseorganiccombinationofapparatuswhichgatheramachine,electronices,liquidtopressattheintegralwhole,consumedlyincrementofcoalmineofconveyance,produceefficiency.Butpeopleformineralwellconceyangceequipmentsofdesignstrictofpursuesuperior,firstrightnessconcretecolemineofworkcondition,yield,conveyancethequantilycarryonprecisionofmeasureandcalculation,thenchoicemeetrequestmostofmineralwellconveyanceequipmentsofmodelnumber,withexertiveitconveyanceofthebiggestefficiency,minimumofeconomydevotion.Duringthistime,themainproposefordesignisaccordingtooneselfconcretechooseofcoalmine,choiceaccommodationofmineralwellconveyanceequipementsmainhavealreadyparedoffplankconveyancemachine,tapetotransportmachinetouseaneletricalengineeringcar,amongthemtothedeadloadsegmentwhichpareofftiggerconveyancemachineandtapetotransportmachineloadingquantilyofcalculation,atallpionttensionofcalculation,righnessandchainwithdraggedalongKun,rollerjusttheschoolofthedegreepittocontitutethistimecorecontentsfordesign.Thistimedesignistooneselfmachinecomperhensiveknowledgeoftestandtest.Theorigindesignsmainlytothemineralwellproduceuseofpromoteandtransportachooseofequipmentsatypetocarryonofareasonablechoice.Themineralwellpromotestoneedtobeusesomeappropriativelypromoteanequipments,mainlyhavealreadypromotedcontainer,promoteasteelwirerope,promotemachine,well,packtounloadequipmentsandsomeassistanceequipmentses.Themineralwellpromotesanequipmentsismineralmountainmorecomplicatedbuthugemachineelectricityequipments,itnotonlyundertakeapromoteofmaterialwithnextpermissiveduty,inthemeantimereturntopandbottompersonnel.Themineralwellconveyanceisacoalproductionlineofapart,thewellworkofcoalproducemedium,conveyancecircuitlong,thetunnelconditionisvaried,conveyanceifnotunimpeded,diggingworkcan'tcontinuetocarryon,thewellworkproduceofcoalmineconveyancehomework,includefromworknoodlesgotomineralwellgroundofcoalconveyanceandassistancetransportandlendsupporttoaconveyancetoincludeGanstone,material,equipmentsandpersonneltotransport.Keyword:thetranslationofminedesign;measure;Promotemachine目錄TOC\o\u1綜采工作面配套設備選型 11.1機械化采煤工作面類型的確定與論證 11.2初選采煤機及其配套設備 11.3初選采煤機主要技術參數(shù)的校核 51.3.1最大采高的校核 51.3.2最小采高的校核 51.3.3采煤機最大截割速度的校核 61.4采煤機、支護設備、輸送機配套關系圖 62礦山運輸機械選型計算 82.1回采工作面運輸機械的選擇 82.1.1設計原始資料 82.1.2刮板輸送機的驗算 82.2采區(qū)運輸順槽運輸機械的選擇 122.2.1轉載機的選擇 122.2.2帶式輸送機的選型計算 132.2.2.1帶式輸送機的驗算 142.2.2.2計算輸送帶的運行阻力 142.2.2.3輸送帶的張力計算 162.2.2.4輸送帶的懸垂度和強度驗算 172.2.2.5牽引力及電機功率計算 172.3采區(qū)上山運輸及輔助運輸設備選型 182.3.1采區(qū)上山運輸設備選型 182.3.2采區(qū)上山輔助運輸選擇 232.4大巷電機車運輸選型 232.4.1設計原始資料 232.4.2列車組成計算 242.5運輸系統(tǒng)圖 293礦井提升設備選型計算 303.1設計原始資料 303.2提升容器選型 303.2.1提升方式選擇 303.2.2提升容器的選擇 303.3提升鋼絲繩選擇 323.3.1鋼絲繩繩端荷重 323.3.2鋼絲繩繩安全系數(shù)校驗 333.4提升機的選擇 333.4.1提升級滾筒直徑 333.4.2鋼絲繩作用在滾筒上的最大靜張力及最大靜張力差: 333.5提升系統(tǒng) 343.5.1天輪直徑Dt 343.5.2井架高度Hj 343.5.3提升機滾筒中心到提升中心線間的水平距離Ls 353.5.4提升鋼絲繩弦長Lx 353.5.5鋼絲繩外偏角α1和內偏角α2 353.5.6鋼絲繩的仰角 363.5.7電動機預選 373.5.8變位質量計算 383.5.9提升速度圖的計算: 393.5.10提升設備的動力學計算: 433.5.11電動機功率校核 454JK系列提升機的電控系統(tǒng)設計與分析 474.1TKD-A電控系統(tǒng)的組成環(huán)節(jié) 474.2TKD-A電控系統(tǒng)的操作及動作系統(tǒng) 615盤式制動器 645.1性能與用途 645.2結構特征與工作原理 64結束語 73參考文獻 74致謝 75PAGEPAGE161綜采工作面配套設備選型1.1機械化采煤工作面類型的確定與論證某煤礦煤層最大厚度2.9m，煤層傾角6°，煤層截割阻抗A＝375N/mm，頂板巖性：老頂為Ⅲ級，直接頂為2類，工作面設計長度為110m，設計年產量為90萬t/年。本礦煤層賦存條件較好，煤層為進水平煤層，煤層厚度適中，為2.9m，井型為中型礦井，設計能力為90萬t/年，直接頂為2類中等穩(wěn)定頂板，老頂為Ⅲ類頂板，周期來壓強烈，要求工作面支護強度較大。根據(jù)本礦工作面條件及我國目前采煤方法的類型及設備配套情況，設計確定工作面的方法為綜采一次采全高。1.2初選采煤機及其配套設備根據(jù)采高，滾筒直徑，截深，生產率，電機功率，牽引力及牽引速度，初步選擇采煤機型號為MLS3H-340，查閱煤炭科學院等編制的采煤機械化成套設備參考資料一覽表，確定選用ZC5-ZY35成套設備。但其刮板機的運輸能力偏小，設計選取電機功率為320kW。且其機電設備選型大部分為國家淘汰產品，本次設計根據(jù)實際進行了適當調整。設備選型配套情況見下表1－4－1：表1－4－1ZC5－ZY35成套設備表設備類型型號規(guī)格單位數(shù)量工作面液壓支架ZY-35架100采煤機MLS3H-340臺1刮板輸送機SGZ-630/220臺1單體液壓支柱DZ25根20順槽轉載機SZB630/110臺1帶式輸送機DSP－1080/1000臺1破碎機PCM－110臺1乳化液泵XRB2B－80/200臺2乳化液泵箱XRXTA臺1噴霧泵站XPB－250/55臺2液壓安全絞車YAJ－13臺1端頭端頭液壓支架D1ZY－35組2單體液壓支柱DZ25根40金屬鉸接頂梁HDJA根50電器設備移動變電站KSGZY－630/1.14臺2KSGZY－315/0.69臺1高壓電纜連接器AGKB30－200/6000個8饋電開關BKD9-400/1140F臺2BKD9-200/690F臺2磁力啟動器QJZ-2×120/1140型臺1BQD10-0ZD／1140型臺1BQD10－200ZND／1140型臺1BQD10－200ZND／1140型臺1QJZ-2×200/1140型臺1QJZ-2×200/1140型臺1BQD10－120ZD／1140型臺1BQD10－120ZD／1140型臺1BQD10－80ZND／660型臺1BQD10－80ZND／660型臺1BQD10－80ZND／660型臺1BQD10－80ZD／660型臺1煤電鉆變壓器綜合裝置BZ80－2.5臺1KSGZ－4/0.66臺1礦用照明燈具KBY－622×6W套50KBY－15W個50電纜UYPJ-3.6/6-3×25+3×16m2800UYP-0.38/0.66-3×35+1×10m150UYP-0.38/0.66-3×95+1×25m550UYP-0.38/0.66-3×25+1×10m300UYP-0.38/0.66-3×35+1×16m180UYP-0.66/1.14-3×70+1×16m420UCP-0.66/1.14-3×70+1×16+3×6m121YC-00/3×4＋1×4(mm2)m250YC-00/3×10＋1×6(mm2)m1000采煤機主要技術參數(shù)見表1-4-2。表1-4-2采煤機主要技術參數(shù)表型號高度（m）質量（kg）電機高度（m）減速箱高度（m）搖臂長度（m）擺角范圍（°）MLS3H-3402～3.2300000.60.61.1965°～17°1.3初選采煤機主要技術參數(shù)的校核1.3.1最大采高的校核本設計最大采高hmax為2.9m，滾筒直徑D為1.6m，采煤機高度A及所需底托架高度B可由下式計算：A＝hmax＋B＝hmax－式中：A——采煤機高度，mhmax——工作面最大采高，2.9mH——采煤機截割部減速箱高度，一般等于電機高度，0.6mL——搖臂長度，1.19mαmax——搖臂向上擺動最大角度60°，D——滾筒直徑，1.6mS——運輸機槽幫高度，0.220m則：A＝2.9＋＝1.37（m）B＝2.9－1.3.2最小采高的校核采煤工作面最小采高hmin應大于采煤機高度A，支架頂梁高度h1，過機高度h2，（頂梁與采煤機機身上平面之間的距離）三項之和，即采煤機與支護設備應能通過煤層變薄帶，滾筒不割巖石。hmin＞A＋h1＋h2式中：h1——支架頂梁高度，0.33mh2——過機高度，不應小于0.1～0.25m，取0.15m，則：hmin＞1.37＋0.033＋0.15=1.533m工作面最小采高2.4m，選型滿足最小采高的要求。1.3.3采煤機最大截割速度的校核運輸機、采煤機、液壓支架在結構性能之間有相應的配套要求。運輸機的生產能力一般應略大于采煤機的生產率，以便把煤及時運走，不出現(xiàn)堆煤現(xiàn)象。根據(jù)此原則，可把運輸機的運輸能力看成采煤機的最大生產率，此時采煤機截割的最大牽引速度為：式中：——運輸機的運輸能力，600t/hH——平均采高，2.65mB——采煤機截深，0.6mγ——煤的實體容重，1.35t/m3則：設計選取得截割牽引速度為4m/min，計算值大于選取值，滿足要求。1.4采煤機、支護設備、輸送機配套關系圖采煤機、輸送機、支護設備均已系列化，選取設備時，應根據(jù)計算參數(shù)選擇相近參數(shù)的設備。本次設計根據(jù)計算選擇綜采成套設備ZC5－ZY35,并根據(jù)設計的實際情況進行了適當?shù)男薷摹９ぷ髅嬖O備配套關系圖見附圖。2礦山運輸機械選型計算2.1回采工作面運輸機械的選擇2.1.1設計原始資料1、回采工作面生產能力Qc（t/h）Qc＝60·h·b·γ·V式中：h——回采平均高度，2.65mb——滾筒截深，0.6mγ——原煤容重，1.35t/m3V——采煤機牽引速度，4m/min則：Q＝60×2.65×0.6×1.35×4=575（t/h）2、刮板輸送機的鋪設長度L（m）設計工作面長度為110m，刮板鋪設長度為110m。3、刮板輸送機的鋪設傾角（β）煤層傾角為6°，刮板輸送機的鋪設傾角最大按6°考慮。4、物料的散碎密度（γ）物料散碎密度為0.9t/m3。2.1.2刮板輸送機的驗算2.1.2.1驗算運輸能力刮板輸送機的運輸能力為Q＝3.6Fγψ（V－Vc/60）式中：F——運行物料的斷面積，經過SGZ630-220型刮板的運行物料斷面積為1500×630×222＝0.28m2γ——物料的散碎密度，0.9t/m3V——刮板鏈速，1.1m/sVc——采煤機牽引速度，4m/minψ——裝滿系數(shù)，查表可知，當β為6°時，取0.8則：Q＝3.6×0.28×900×0.8×（1.1－4/60）=600t/h＞Qc＝575t/h所選刮板輸送機適合。2.1.2.2運行阻力計算（1）重段直線段的總阻力Wzh＝（q·ω＋q1·ω1）L·g·cosβ－（q＋q1）L·g·sinβ＝118092N式中：q——中部槽單位長度貨載質量，kg/mq＝Qc/3.6V＝600/3.6×1.1=189kg/m，q1——刮板鏈單位長度質量，18.8kg/mω——物料在溜槽中運行阻力系數(shù)，取0.7ω1——刮板鏈在溜槽內移行的阻力系數(shù)，取0.3L——刮板輸送機的鋪設長度，110mβ——刮板輸送機的鋪設傾角，6°。（2）空段直線段的總阻力Wk＝q1·L·g（ω1cosβ±sinβ）上述式中，“＋”、“－”的選取，該段向上運行時去“＋”，向下運行時 取“－”經計算，Wk＝8331N（3）彎曲段運行阻力工作面刮板輸送機在推溜時，機身產生蛇形彎曲，由此產生的附加阻力為①重段彎曲段的附加阻力Wzhw＝0.1Wzh=11809N式中：Wzhw——重段彎曲段附加阻力，N②空段彎曲段附加阻力Wkw＝0.1Wk=831N③刮板鏈繞經從動鏈輪處的阻力Wc＝（0.05～0.07）Sy＇=640N式中：Sy＇——刮板鏈在從動鏈輪處的阻力， 10665N④刮板鏈繞經主動鏈輪時的阻力Wz＝（0.03～0.05）（Sy＋Sl）＝656N式中：Sy＇——刮板鏈在主動鏈輪相遇點的張力，10665NS1——刮板鏈在主動鏈輪分離點的張力，11198N?？偟臓恳0可按下式計算W0＝1.21(Wzh＋Wk)＝1.21(118092+8331)=152971N2.1.2.3刮板鏈張力的計算（1）判斷最小張力點的位置設計選取雙機頭驅動，按兩端布置傳動裝置分析，Wk－1/2W0＜0，則1點為最小張力點。（2）用逐點計算法求各點張力通常從最小張力點開始計算。計算簡圖如下：S1=Smin＝6000NS2=S1＋Wzh＝6000＋118092＝124092NS3=S2－W0＝124092－152971/2＝47606.5NS4=S1+Wk=6000+8331=14331N2.1.2.4牽引力及電動機功率計算設計為機采工作面，刮板輸送機的總牽引力為W0＝1.21(Wzh＋Wk)＝1.21(118092+8331)=152971NNmax＝Nmin＝Nd＝0.6考慮20％的備用功率，取電機功率備用系數(shù)為k＇＝1.2，則：N＝1.2Nd=159.24kW由計算知，所選刮板輸送機的電機功率滿足要求。2.1.2.5刮板鏈的預緊力和緊鏈力計算刮板鏈的預緊力和緊鏈力，以保證鏈條與鏈輪的正常嚙合平穩(wěn)運行為宜，一般按2000～3000N考慮。2.1.2.6驗算刮板鏈的強度刮板輸送機刮板鏈的安全系數(shù)為n＝＝7.8式中：n——刮板鏈安全系數(shù)，Sd——一條鏈的破斷力，610000N，Smax——刮板鏈的最大凈張力，124092N，λ——雙鏈負荷不均勻系數(shù)，取0.96。計算出的安全系數(shù)必須滿足：n≥3.5經計算，n為7.8,說明鏈子的強度滿足。2.2采區(qū)運輸順槽運輸機械的選擇2.2.1轉載機的選擇2.2.1.1選擇原則1、轉載機的運輸能力要稍大于工作面刮板輸送機的運輸能力；2、順槽轉載機的機尾與工作面刮板輸送機的連接處要配套；3、順槽轉載機的零部件與工作面的刮板輸送機的零部件盡可能通用。2.2.1.2順槽轉載機的選擇根據(jù)上述選擇原則及工作面刮板輸送機的運輸能力等，選擇轉載機型號為：SZ B630/110型。其技術參數(shù)如下表：SZB630/110型刮板轉載機的技術參數(shù)型號標準長度（m）鏈速（m/s）園鏈環(huán)（mm）輸送量（t/h）中部槽規(guī)格（mm）SZB630/110251.07φ22×86-c7001500×630×2222.2.2帶式輸送機的選型計算設計原始資料:帶式輸送機的鋪設長度，1000m帶式輸送機的鋪設傾角，0°順槽設計運輸生產率，Qc515t/h物料的松散密度，0.9t/m3物料中的最大塊度尺寸，300mm物料堆積角，30°根據(jù)上述資料，初選順槽帶式輸送機型號為：DSJ100/80/160型可伸縮帶式輸送機。其技術參數(shù)如下：型號運量（t/h）運距（m）帶速（m/s）電機功率（kW）傾角（°）DSJ100/80/160100010002.5160±52.2.2.1帶式輸送機的驗算1、驗算帶式輸送機的運輸能力和帶寬帶式輸送機的運輸能力用下式計算：Q＝kB2vγc=458×12×2.5×0.9×1=1030.5t/h式中：B——輸送帶的寬度，1mk——物料斷面系數(shù)，查表取458v——輸送機的帶速，2.5m/sγ——物料松散密度，0.9t/m3C——傾角系數(shù)，1Q＞Qc，輸送機的選擇滿足運輸?shù)囊?。輸送帶的寬度驗證：物料最大塊度為300mm，則輸送帶的寬度應滿足下式：B≥2×300＋200mm＝800mm設計帶寬1000mm，滿足運輸要求。2.2.2.2計算輸送帶的運行阻力(1)重段直線段的運行阻力：Wzh＝（q＋qd＋）Lgcosβ±（q＋qd）Lgsinβ＝（57＋23.1＋15.75）×800×9.8×0.04×1＝26301（N）式中：Wzh——重段運行阻力，Nq——單位長度輸送帶上物料的重量，kg/mq＝Qc/3.6v=515/3.6·2.5=57kg/mqd——單位長度輸送帶的重量，查表23.1kg/mL——輸送機鋪設長度，700mω＇——輸送帶沿重段運行的阻力系數(shù)，查表取0.04——重段單位長度上分布的托輥旋轉部件的質量，經計算取15.75kg/m（2）空段直線段的運行阻力Wk＝（qd＋）Lgcosβ±qdsinβ＝（23.1＋5.36）×800×9.8×0.035×1＝6833.2N式中：——空段單位長度上分布的托輥旋轉部分的質量，經計算取5.36kg/m——輸送帶沿空段運行時的阻力系數(shù)，查表取0.035（3）曲線段運行阻力在進行張力計算時，滾筒處阻力計算如下：繞出改向滾筒的輸送帶張力為式中：——繞出改向滾筒的輸出帶張力，N——繞入改向滾筒的輸送帶張力，Nk——張力增大系數(shù)，傳動滾筒處阻力為：Wc＝（0.03～0.05）（Sy＋S1）式中：Wc——傳動滾筒處的阻力，NSy——輸送帶在傳動滾筒相遇點的張力，NS1——輸送帶在傳動滾筒相離點的張力，N2.2.2.3輸送帶的張力計算1.用逐點計算法找出了S1與S4的關系.按磨擦轉動條件找出 S1S4關系:因為S2=S1+WKS3=S2+W2－3S4=S3+Wzh所以S4=S1+Wzh+WK+W2－3W2－3＝0.07S2=0.07(S1＋WK)S4=S1＋Wzh+WK+0.07(S1＋WK)＝1.07S1＋Wzh+1.07WK2.按磨擦轉動條件找出 S1與S4關系:式中：C0——摩擦力備用系數(shù)，取1.2μ0——輸送帶與滾筒之間的摩擦因數(shù)，取0.2θ——圍包角，取240°則：＝2.31即S4=2.1S1解聯(lián)立方程，求得S1=32633.5NS4=68530.4NS2=39466.7NS3=42229.4N2.2.2.4輸送帶的懸垂度和強度驗算1、垂度驗算重段膠帶允許最小張力為;Sminzh=5(q+qd)gcosβ=5×(57+23.1)×1.5×9.8cosβ=5877.4N空段輸送帶允許的最小張力:Smink=5qggcosβ=5×5.36×3×9.8×cosβ=788N2、強度驗算輸送帶為強力帆布輸送帶，帶強P0=960N/cm·層，設計輸送帶按硫化接頭，7層帆布設計。〔Se〕＝2.2.2.5牽引力及電機功率計算輸送機主軸牽引力為F0=S4－S1＋0.04(S4＋S1)＝68530.4－32633.5＋0.04(68530.4＋32633.5)＝39943.5N電動機功率：N＝考慮到15％的備用功率，電動機的容量為：1.15×117.5=135kW通過上述計算，說明所選帶式輸送機的電機容量80kW×2滿足要求。2.3采區(qū)上山運輸及輔助運輸設備2.3.1采區(qū)上山運輸設備選型設計上山長度為700m，傾角6°。設計運量大于600t/h。根據(jù)工作面運輸順槽設備選型，采區(qū)上山運輸設備仍選擇帶式輸送機。根據(jù)順槽設備的運輸能力，設計選擇上山帶式輸送機為DX-1000/55型帶式輸送機。輸送機帶寬1000mm，帶速2.5m/s。輸送機計算簡圖如下：1、輸送機能力驗算：Q=3.6SVkρ=1014.00t/h＞600.00t/h滿足S——輸送帶上最大的物料橫截面積0.1127m2；k-傾斜輸送機橫截面積折減系數(shù)1.0。2、輸送帶寬度驗算B≥2a+200=800mm≤1000mm(最大粒度a=300mm)滿足3、運行阻力計算(1)重段直線段的運行阻力：Wzh＝（q＋qd＋）Lgcosβ-（q＋qd）Lgsinβ＝（66.7＋23.1＋15.75）×700×9.8×0.04×cos6°－（66.7＋23.1）×700×9.8×sin6°＝－35588（N）式中：Wzh——重段運行阻力，Nq——單位長度輸送帶上物料的重量，kg/mq＝Qc/3.6v=600/3.6·2.5=66.7kg/mqd——單位長度輸送帶的重量，查表23.1kg/mL——輸送機鋪設長度，700mω＇——輸送帶沿重段運行的阻力系數(shù)，查表取0.04——重段單位長度上分布的托輥旋轉部件的質量，經計算取15.75kg/m（2）空段直線段的運行阻力Wk＝（qd＋）Lgcosβ+qdLgsinβ＝（23.1＋5.36）×700×9.8×0.035×cos6°+23.1×700×9.8×sin6°＝23360N式中：——空段單位長度上分布的托輥旋轉部分的質量，經計算取5.36kg/m——輸送帶沿空段運行時的阻力系數(shù)，查表取0.035（3）曲線段運行阻力在進行張力計算時，滾筒處阻力計算如下：繞出改向滾筒的輸送帶張力為式中：——繞出改向滾筒的輸出帶張力，N——繞入改向滾筒的輸送帶張力，Nk——張力增大系數(shù)，傳動滾筒處阻力為：Wc＝（0.03～0.05）（Sy＋S1）式中：Wc——傳動滾筒處的阻力，NSy——輸送帶在傳動滾筒相遇點的張力，NS1——輸送帶在傳動滾筒相離點的張力，N4、輸送帶張力計算（1）依據(jù)逐點計算法，計算輸送帶各點張力S2=S1＋Wk＝S1＋23360S3＝1.05S2=1.05S1+24528S4=S3+Wzh＝1.05S1+24528－35588＝1.05S1-11060S5=1.05S4=1.1S1-11613（2）按摩擦傳動條件并考慮摩擦力備用能力列方程式中：C0——摩擦力備用系數(shù)，取1.2μ0——輸送帶與滾筒之間的摩擦因數(shù)，取0.20θ——圍包角，取480°則：＝5.34即S1=4.6S5解聯(lián)立方程，求得S1=13157.6NS2=36517.6NS3=38343.5NS4=2755.5NS5=2893.3N5、輸送帶的懸垂度和強度驗算（1）承載段最小張力點S4=2755.5N按懸垂度要求，承載段允許最小張力為Sminzh=5(q+qd)gcosβ=5×(66.7+23.1)×1.5×9.8cosβ=6564N因為S4小于6564N，所以輸送帶的懸垂度不能滿足要求，為保證輸送帶的懸垂度要求，令S4=6564N，帶入原方程中解得S1=16784.8NS2=401444.8NS3=42152NS4=6564NS5=6893.3N這就要求利用輸送機的拉緊裝置來保證S4點的張力不小于6554N。（2）強度驗算設計輸送帶采用鋼絲繩芯膠帶，帶強Gx=10000N/cm，設計輸送帶按硫化接頭設計?！睸e〕＝6、牽引力及電機功率計算輸送機主軸牽引力為F0=S1－S5＋0.05(S1＋S5)＝16784.8－6893.3＋0.05(16784.8＋6893.3)＝11075.4N電動機功率：N＝輸送帶所配電機功率55kW，故電機在有載運行時功率能滿足要求。空載時牽引力F0k=1.05（2qd＋＋）Lcos6°×9.8＝1.05(2×23.1＋15.75＋5.36)×700×0.035×cos6°×9.8＝16876N則輸送機空載運行時的電機功率為故電機在空載時，電機功率仍是滿足的。2.3.2采區(qū)上山輔助運輸選擇采區(qū)上山輔助運輸設備選用單軌吊運輸。單軌吊具有以下優(yōu)點：運行穩(wěn)定可靠，不跑車，不掉道。爬坡能力強，最大可達到18°，設計上山坡度為6°，在其爬坡范圍之內。能實現(xiàn)運距離連續(xù)運輸，設計上山700m，如果采用一般調度絞車運輸，需接力運輸，增加了輔助運輸?shù)娜斯ぜ皺C械，最少轉載一次。單軌吊設備已經成套化，技術成熟，管理簡單。2.4大巷電機車運輸選型2.4.1設計原始資料礦井為低瓦斯礦井，分兩翼開采，井下大巷采用電機車運送煤矸，主要運輸大巷有兩個裝車站。井下四六制作業(yè)，三班生產，一班檢修。生產班每班工作時間為5小時。東翼采區(qū)裝車站距井底車場的距離L1=1200米，采區(qū)每班出煤量Q1=900t；西翼采區(qū)裝車站距井底車場的距離L2=1200m，采區(qū)每班出煤量Q2=900t。確定礦車組及全井電機車臺數(shù)。主要運輸大巷平均坡度按30/00選取，擬選用2K7-600/250型架線式電機車。電機車牽引電機為兩臺ZQ－21型電動機，電動機長時電流Ich＝34A，電動機粘著重力Pn＝70kN，長時速度Vch＝4.69m/s。采用標準1t固定礦車。礦車軌距600mm，自重mz1=595kg，載重m1=1000kg。2.4.2列車組成計算2.4.2.1按粘著力條件計算車組組成:式中：P——機車重量，7tG——礦車載重，1tG0——礦車自重，0.6tψ——粘著系數(shù)，0.24ω’zh——重車列車起動的阻力系數(shù)，查表取0.0135ip——軌道的平均坡度，0.003a——列車起動加速度，0.04m/s2取n＝45輛2.4.2.2按牽引電動機溫升條件計算查機車長時牽引力Fch=3240N,長時速度Vch=16.9km/h，重車運行阻力系數(shù)Wzh=0.009，等阻坡度ip=0.002，調車系數(shù)a=1.25，休止時間θ=20min。加權平均運距如下：km根據(jù)下式計算在等阻坡度上往返一次的運行時間T=tzh+tk＝T＝2=2×根據(jù)下式求相對運行時間τ＝＝將上述數(shù)據(jù)帶入下式，取n＝41輛2.4.2.3按制動條件計算=式中：ψ——制動狀態(tài)的粘著系數(shù)，取0.17ip——軌道的平均坡度，0.003b——制動減速度，用下式計算=Vs——取長時速度，16.9km/h＝4.69m/sLzh——實際制動距離，mLzh＝Lzhi－Vst＝40－4.69×2=30.62mLzhi——按運送物料制動距離40mt——制動空行程時間，取2s。根據(jù)以上計算，n最終取17輛。2.4.2.4列車組成的驗算1、電動機溫升驗算①列車運行時的牽引力重列車下坡運行時的牽引力Fzh＝1000〔P＋n（G＋G0）〕（ωzh－ip）g＝1000〔7＋17(1＋0.6)〕（0.009-0.003）×9.8＝2010.96N空列車山坡運行時的牽引力Fk＝1000（P＋nG0）（ωk＋ip）＝1000(7＋17×0.6)（0.011＋0.003）×9.8＝2359.84N式中字母意義同上。②每臺電動機的牽引力③查表確定機車實際運行速度及電流Izh＝24A，Vzh＝19km/h，Ik＝30A，Vk＝17.5km/h④計算一個運輸循環(huán)牽引電動機的等值電流其中tzh＝tk=Idz=18.5A＜Ich＝34A滿足溫升條件。⑤制動距離驗算按重車運行速度Vzh和最大制動減速度驗算制動距離。制動時的減速度為＝式中：b——制動時的減速度，m/s2ψ——制動狀態(tài)的粘著系數(shù)，取0.17實際制動距離為：＝Lzh＝36.5m小于40m，制動距離滿足要求。即電機車可以拉17輛1噸礦車。2.4.2.5全礦電機車臺數(shù)的確定電機車加權平均周期運行時間由式T=（60Lq/0.75Vzh）+(6Lq/0.75Vk)+θ得T=(60×1.2/0.75×19)+(60×1.2/0.75×17.5)+20=30.5min每臺機車每班往返次數(shù)：由式Z1=60Tb/T得Z1=60×5/30.5=9.8取Z1=10次/班每班需運送貨載總次數(shù)由式Zb=k(Ab+Aa)/nG得Zb=1.25(900+900)/17×1=132.4取Zb=133次/班工作電機車臺數(shù)由式N=Zb/Z1=133/10=13.3取N=14備用與檢修臺數(shù)由式N1=0.25N=0.25×14=3.5取N1=4全井所需機車總臺數(shù)N0=14+4=18臺.2.5運輸系統(tǒng)圖礦井運輸系統(tǒng)圖見下圖太原理工大學陽泉學院畢業(yè)設計說明書PAGE753礦井提升設備選型計算3.1設計原始資料An=90萬t/aHs=300mHz=18mHx＝18mγ＝0.9t/m3br＝300dt＝14h單水平開采。3.2提升容器選型3.2.1提升方式選擇設計提升方式為立井單繩纏繞式雙箕斗提升。3.2.2提升容器的選擇3.2.2.1小時提升量Ah=C×An/br×t=1.1×2000000/300×14=236(t/h)3.2.2.2經濟提升速度:Ht=Hs+Hx+Hz=300+18+18=336(米)Vj=0.4＝0.4＝7.3m/s3.2.2.3一次提升經濟時間估算Tj＝＝＝75.2s式中：a——提升加速度，箕斗提升取0.8m/s2u——容器爬升時間，對雙箕斗提升取10sθ——提升終了休止時間，暫取10s3.2.2.4一次經濟提升量式中：An——礦井設計年產量，2000000t/aaf——提升富裕系數(shù)，取1.2C——提升不均勻系數(shù)，有煤倉取1.1t——日工作日，一般取14hb——礦井年工作日，取300d3.2.2.5提升容器選擇根據(jù)計算，選擇標準箕斗，型號JL－6。技術參數(shù)如下：名義噸位：6t有效容積：6.6m3提升鋼絲繩直徑：43mm自重：5.0t最大終端負荷:120kN最大提升高度：700m箕斗總高：9.45m箕斗中心距：1.87m使用井筒直徑：5m提升機型號：2JK－3.53.2.2.6重新計算最大提升循環(huán)時間3.3提升鋼絲繩選擇3.3.1鋼絲繩繩端荷重鋼絲繩最大靜荷載Qmax按下式計算：Qmax＝Q＋Qz＋pHc＝mg＋mzg＋mpgHc式中：Qmax——鋼絲繩最大計算靜荷載，NQ——一次提升貨載重力，6000×9.8=58800NQz——容器自重力，5000×9.8=49000Np——鋼絲繩每米重力，Nmp——鋼絲繩每米質量，kg/mHc——鋼絲繩最大懸垂長度，按下式計算Hc＝Hj＋Hs＋Hz＝30＋300＋18=348mHj——井架高度，暫取30mHs——礦井深度，300mHz——裝載高度，根據(jù)設計要求取18m。為使鋼絲繩能夠承受繩端荷載，必須使下式成立：mp≥=kg/m根據(jù)計算，鋼絲繩選擇8×19-37-170右同三角形股鋼絲繩。Pk=4.871kg/mδ=2.4mmQs=87600kg3.3.2鋼絲繩繩安全系數(shù)校驗m=87600/(6000+5000+4.871×348)=6.9>6.5鋼絲繩選擇滿足要求。3.4提升機的選擇3.4.1提升級滾筒直徑提升機滾筒直徑應滿足下式：D≥80d＝80×37=2960mmD≥1200δ＝1200×2.4=28800mm根據(jù)計算，滾筒直徑確定為3000mm。3.4.2鋼絲繩作用在滾筒上的最大靜張力及最大靜張力差:最大靜張力： Fj=Qd+PkHc=6000+5000+4.871×348=12695.1kg最大靜張力差：Fc=Q+PkHc=6000+4.871×348=7695.1kg根據(jù)計算的滾筒直徑、最大靜張力、最大靜張力差選用2JK-3.0/30型礦井提升機，提升機參數(shù)如下：Dg=3.0mB=1.5mFje=13000kg>FjFce=8000kg>Fci=30Vmax=5.6m/smj＝17000kg減速器最大輸出轉矩＝180kN·m3.5提升系統(tǒng)3.5.1天輪直徑DtDt＝80d＝80×37=2960mmDt＝1200δ＝1200×2.4=2880mm根據(jù)計算選擇TSH型天輪。名義直徑Dt＝3000mm，繩槽半徑Rt=20mm適于鋼絲繩直徑范圍：＞25～37mm，允許的鋼絲繩全部鋼絲破斷力總和：1010000N，兩軸中心距L＝950mm，軸承中心高度H＝240mm，變位質量mt＝781kg，自身重量2466kg。3.5.2井架高度HjHj=Hx+Hr+Hp+Hg+0.75Rt=18+9.45+0.3+10+0.75×1.5=38.8m式中：Hj——井架高度，mHx——卸載高度，18mHr——容器高度，9.25mHg——過卷高度，10m選取井架高度為40m3.5.3提升機滾筒中心到提升中心線間的水平距離LsLs≥0.6Hj＋D＋3.5＝0.6×40＋3＋3.5=30.5m式中：D——提升級滾筒直徑，3.5m取Ls=35m（滾筒中心至提升容器中心線的距離）3.5.4提升鋼絲繩弦長Lx式中：Dt——天輪直徑，3mc0——滾筒中心線與井口水平的高差，設計取1.5m根據(jù)計算，提升鋼絲繩弦長為51m。3.5.5鋼絲繩外偏角α1和內偏角α23.5.5.1鋼絲繩外偏角式中：B——滾筒寬度，1.7m，s——兩天輪間距，取2300mma——兩滾筒之間的間隙，140mmd——鋼絲繩直徑，40mmε——鋼絲繩纏在滾筒上的間隙，3mmLx——鋼絲繩弦長，51m。計算得：α1=0.5516°＝0°33′6″3.5.5.2鋼絲繩內偏角式中字母意義同上，經計算，α2=1.213°＝1°12′47″＜1°30′鋼絲繩的內外偏角滿足規(guī)范要求。3.5.6鋼絲繩的仰角對于JK型提升機，只驗算其下出繩角β即可。鋼絲繩下出繩角大于15°，滿足規(guī)范要求。提升機與井筒相對位置圖見附圖如下：3.5.7電動機預選3.5.7.1電動機的估算功率=式中：N——電動機的估算功率，kWV″m——提升機的標準速度，取4.5m/sk——礦井阻力系數(shù)，箕斗提升取1.15Q——一次提升貨載重量，60000Nψ——考慮到提升系統(tǒng)運轉時，有加、減速度及鋼絲繩重力等因素影響的系數(shù)，箕斗提升取1.2ηj——減速器傳動效率，單擊傳動取0.923.5.7.2電動機的估算轉數(shù)＝573r/min式中：i——減速器的傳動比，20D——滾筒直徑，3m3.5.7.3初選電動機根據(jù)以上計算，選取電動機為：JR1512-8/570Ne=570kWnd=738r/minV=6000V(GD2)d=5100Nm2λ＝2.0提升機實際提升速度：Vmax=πDgnd/60i＝3.14×3.0×738/60×20=5.78m/s立井提升物料時，速度不得超過下式限定速度：Vmax≤0.6=0.6＝10.4m/s提升速度滿足要求。3.5.8變位質量計算3.5.8.1直線運動部分的變位質量mLmL＝m＋2mz＋2mpLp＋mqLq式中：LP——一根提升鋼絲繩的總長度，mLp＝Hc＋Lx＋3πD＋30＋n′πD＝348＋51＋3×3.14×3.5＋30＋3×3.14×3.5＝494.94mHc——鋼絲繩的懸垂長度，348mLx——鋼絲繩的弦長，51m3πD——3圈摩擦圈繩長度，m30——試驗繩長度，mn′πD——多層纏繞時的錯繩用繩長，n′取3mq——尾繩每米質量，4.871kg/mLq——尾繩長度，Lq＝H＋2Hh＝300＋30=330mHh——尾繩環(huán)高度，一般取15m。mL＝6000＋2×50500＋2×4.871×494.94＋4.871×330＝22429kg3.5.8.2轉動部分的變位質量提升機變位質量mj＝17000kg天輪變位質量mt＝781kg電動機的變位質量md＝＝提升系統(tǒng)總變位質量為：＝22429+2×781＋17000＋23129=64120kg3.5.9提升速度圖的計算:設計為箕斗提升，速度圖按六階段速度圖計算。1、箕斗提升初加速度a0的確定初加速度由下式確定a0=＝式中：v0——箕斗離開卸載曲軌時的速度，取1.5m/sh0——箕斗離開曲軌內的行程，目前h0取值范圍在2.13～2.35m之間設計取a0=0.5m/s22、箕斗主加速度a1的確定箕斗的主加速度由下式計算式中，F(xiàn)e——電動機的額定出力，N＝Ne——電動機的額定功率，570kWηj——出動效率，0.92λ——電動機過負荷系數(shù)，2.0——提升系統(tǒng)變位質量，64120kgVm——提升機實際提升速度，5.78m/s按減速器允許的輸出傳動轉矩來確定主加速度。=規(guī)程對立井箕斗提升的加減速度沒有規(guī)定，一般不超過1.2m/s2,計算值為0.28m/s2,設計取主加速度為0.28m/s2.3、提升機減速度a3的確定按自由滑行減速方式計算＝式中：h3——減速階段的行程，一般取30～40m。按電動機減速方式計算按制動狀態(tài)減速方式計算＝1.15根據(jù)計算，設計選取提升減速度為0.8m/s24、速度圖參數(shù)的計算（1）卸載曲軌中初加速時間為：（2）箕斗在卸載曲軌內的行程為h0=2.35m（3）主加速時間為（4）主加速階段的行程為：h1=（5）主減速階段時間為（6）主減速階段的行程為h3=（7）爬行時間為t4=（8）抱閘停車的時間為t5=1s（9）等速階段的行程為h2=H-h0-h1-h3-h4=336－2.35-55-21-2.5=255m（10）等速階段的時間為＝（11）一次提升循環(huán)時間為TxTx=t0+t1+t2+t3+t4+t5+θ＝3+15+44+6.6+5+1+8=82.6s提升設備小時提升能力為式中：m——一次提升貨載的質量，6t提升設備的年提升量為：提升富裕系數(shù)af＝3.5.10提升設備的動力學計算:提升設備各階段拖動力計算如下：提升開始時：F0=kQ＋PH＋＝1.15×6000＋4.871×336＋6412×0.5=11743kg出曲軌時F0′=F0－2Ph0=11743－2×4.871×2.35=11720kg主加速階段開始時F1=F0′＋＝11720＋6412×（0.28－0.5）＝10309kg主加速終了時F1′＝F1－2Ph1=10309-2×4.871×55=9973kg等速階段開始時F2=F1′－＝9973－6412×0.28=8178kg等速階段終了時F2′＝F2－2Ph2=8178-2×4.871×255=5694kg減速階段開始時，F(xiàn)3=F2′－＝5694-6412×0.8=564.4kg減速階段終了時F3′＝F3－2Ph3=564.4－2×4.871×21=360kg爬行階段開始時F4=F3′＋＝360＋6412×0.8=5490kg爬行階段終了時F4′＝F4－2Ph4=5490-2×4.871×2.5=5466kg主提升速度圖力圖如下：3.5.11電動機功率校核將前節(jié)數(shù)據(jù)帶入上式可得：42.5×108等效功率：Pd＝＝515＜570kW式中：Td＝所選電機合適。提升機房設備布置圖見下圖:JK系列提升機的電控系統(tǒng)目前廣泛應用的提升機交流拖動TKD—A系列電控設備，帶有可控硅動力制動電源裝置，是配JK型礦井提升的一種典型控制系統(tǒng)，它可以完成半自動控制的以下五種運行方式。1）電動加速等速運行動力制動減速；2）電動加速等速運行電動減速；3）電動加速發(fā)電制動運行動力制動減速；4）動力制動加速動力制動等速運行動力制動減速；5）腳踏動力制動。TKD4系列電控設備，可分為配高壓6000伏提升電動機和配低壓380伏提升電動機，配單機拖動和雙機拖動；轉子電流為600安和900安等不同類型?，F(xiàn)僅以配高壓單電機的TKD-A電控設備為例進行分析。它是由高壓開關柜、高壓換向器、TKD-A-Z控制主屏、轉子控制屏、動力制動屏、KZG可控硅動力制動電源柜及其它散裝元件所組成。4.1TKD-A電控系統(tǒng)的組成環(huán)節(jié)TKD-A電控系統(tǒng)原理見圖4-1所示。圖中各元件表符號的說明見表4-1。圖4-1中各元件的名稱用文字標準在圖上的方框內。為了閱圖方便，將整個線路分為71條回路，在其線路的外邊用1、2、3……71等標注，以便查找。在線路圖旁邊還注明了電磁元件所帶常開觸頭和常閉觸頭的數(shù)目及所在回路。如延時繼電器線圈1SJ所在47回路，帶一個常開觸頭在第15回路中，帶一個帶閉觸頭在第16回路中（Z則為主觸頭）。線路圖中還標注了每個元件的接線端子號數(shù)，如延時繼電器1SJ的常開觸頭接線端子號為（329，330）。TKD-A系列電控系統(tǒng)由主回路、輔助回路、測速回路、安全回路、控制回路、可調閘控制回路、減速階段限速保護回路、動力制動回路、調繩閉鎖回路和自整角機深度指示器回路等下個部分組成，現(xiàn)分述如下。1、主回路主回路用于供給提升電動機電源，實現(xiàn)失壓、過流保護，控制電機的轉向和調節(jié)轉速。主回路由高壓開關柜、高壓換向器的常開主觸頭、動力制動接觸器的常開主觸頭、動力制動電源裝置、提升電動機、電機轉子電阻、加速接觸器的常開主觸頭（1JC～8JC）和裝在司機臺上的指示電流表和電壓表等組成。地面變電所送來二路6000伏電源，一路工作，一路備用，經TGG-6型高壓開關框的隔離開關、油開關、高壓換向器線路接觸器主觸頭、正向接觸器（或反向接觸器）后到主電機的定子。在高壓開關柜內還設有互感器YH，失壓脫扣線圈SYQ，電流互感器LH和過流脫扣線圈GLQ，用于失壓或過流保護。在SYQ線圈回路中還串接有緊急停車開關JTK1和換向器室欄柵門閉鎖開關LSK。JTK1用以人為的產生安全制動。當人員進入高壓換向器室時LSK起安全閉鎖作用。在LH串接三相電流繼電器JLJ，用以反映起動過程中定子電流的變化，它的常開觸頭JLJ（605，602），接入轉子電阻控制回路，與時間繼電器配合，實現(xiàn)以電流為主時間為輔的自動起動過程。TKD電控系統(tǒng)圖符號說明表見下表表4-1符號名稱符號名稱GLK隔離開關JSJ測速回路斷線監(jiān)視繼電器GRD高壓熔斷器GSJ1過速繼電器YH電壓互感器GSJ2等速過速繼電器LH電流互感器CSF測速發(fā)電機SYQ失壓脫扣線圈ZJ、FJ正、反向方向繼電器GYD高壓斷路器K2時間繼電器電源開關DRD低壓熔斷器XHJ熄燈繼電器GLQ12過電流脫扣線圈1SJ～8SJ時間繼電器JLJ加速電流繼電器1JC～8JC加速接觸器V1高壓電壓表K1輔助回路電源開關A1定子電流表D1、D2制動油泵電動機XLC線路接觸器D3、D4潤滑油泵電動機ZC、FC正、反向接觸器K3制動油泵轉換開關DZC動力制動接觸器K4潤滑油泵轉換開關SYJ動力制動失壓斷電器YLJ3潤滑油過壓觸頭A2動力制動電源表YLJ2制動油過熱觸頭KZG可控硅動力制動電源柜YLJ1制動油過壓觸頭YD異步電動機KDJ動力制動控制繼電器SDJ低壓繼電器KDC動力制動控制接觸器V2速度表（電壓表）XC信號接觸器DZJ動力制動繼電器ZJ1、FJ1提升方向選擇繼電器1VJ～3VJ速度繼電器JXK8腳踏動力制動開關SL失流保護繼電器JXK6、7提升終點開關J2制動油過壓保護繼電器Q1、Q2調繩離合器行程開關J1減速信號繼電器GZJ工作制動繼電器J3制動油過熱保護繼電器SDZJ低速中間繼電器JTK1緊急停車開關DL減速信號電鈴LSK換向器欄棚門開關G3安全閥電磁鐵線圈AC安全制動接觸器G1五通閥電磁鐵線圈JC3動力制動控制接觸器G2四通閥電磁鐵線圈JC4控制回路電源接觸器KT1、KT2電液轉換電流線圈JXK5調繩安全聯(lián)鎖開關CF1可調閘磁放大器JXK3.4閘瓦磨損開關CF2過速保護磁繼電器JXK1.2過卷開關（深度指示器上）CF3動力制動磁放大器JXK1A.2A過卷開關（井架上）CD1可調閘手動自整角機10AK控制開關B磁放大器電源變壓器FW過卷復位開關WY穩(wěn)壓器（鐵磁穩(wěn)壓器）1HK調繩轉換開關CD3、CD4深度指示器自整角機2HK正力減速開關CD5、CD6速度給定自整角機8AK控制回路電源開關CD2腳踏動力制動自整角機LK1～11主令控制觸頭LQCSF測速發(fā)電機勵磁圈DZK1、2制動手柄閉鎖開關高壓換向器系由三組高壓接觸器組成，用以改變主電機的旋轉方向。當采用動力制動方式運行時，應使高壓換向器觸頭斷開，動力制動接觸器DZC閉合。所需的直流電便由自動力制動電源裝置經DZC主軸頭進入電動機定子二相繞組。SYJ為動力制動失壓繼電器，當動力制動電源欠壓時，其觸頭使安全回路斷電，提升機不能運轉。電動機轉子回路接有外加金屬電阻和加速接觸器常開主觸頭1JC～8JC，用來獲得電動機不同的人工特性。2、測速回路《冶金礦山安全規(guī)程》規(guī)定：當提升速度超過最大速度的15％時，必須能自動斷電，并能使安全制動器動作。還規(guī)定：當最大提升速度超過3米/秒，必須裝設限速器，使提升容器在達井口時，能自動減低速度到2米/秒以下。電氣限速器是利用速度比較的方法，來控制提升機速度，使其按照設計速度圖運行。它包括兩個部分：一是反映實際速度的測速回路，另一是反映設計速度的給定裝置。測速回路以是把提升機的實際速度用電量測量出來，以供給速度比較回路和一些以速度為函數(shù)的控制電器元件。圖7-4的測速回路中，CSF為直流測速發(fā)電機，它的轉子由提升機主軸所帶動，激磁由固定的穩(wěn)壓電源供給，因此CSF的電壓與提升機的實際速度成正比。一般當V=Vm時，CSF的端電壓U=220伏。ZJ、FJ的方向繼電器，它控制兩個速度給定自整角機CD5、CD6。當提升機向某一個方向運轉時，只有一個自整角機工作。受限速園盤控制的CD5、CD6所發(fā)出的變化電壓即相當于給定速度圖。由于限速園盤上只有減速階段裝有限速凸塊，故加速和等速階段CD5、CD6輸出電壓均勻為最大值，這樣限速保護在加速階段不起作用，ZJ、FJ是JT3-12型直流繼電器，其額定電壓為48伏，使用于220伏回路時，需由降壓電阻Rt1降壓。Rt1與低速繼電器常閉觸頭SDZJ并聯(lián)，目的是使Rt1在高速時接入，起降壓作用，低速時被SDZJ短路，使ZJ、FJ的動作靈敏。方向繼電器ZJ、FJ由整流器ZLZ和ZLF控制，使ZJ、FJ具有單向導電性能。SDJ為低速繼電器。由于SDJ的觸頭不夠又采用作用相同的中間繼電器SDZJ。SDZJ接于220伏交流控制電路中。SDJ和SDZJ低速繼電器主要用于低速爬行。當提升速度減小至SDJ的釋放值時，它可使高壓換向器二次給電，提升機再次加速，當速度升高至SDJ的吸合值時，它又使高壓換向器斷電，切斷電源而減速，由此實現(xiàn)脈動爬行。1VJ、2VJ、3VJ三個速度繼電器，其觸頭分別接于2JC、3JC、4JC回路中，用于動力制動時按速度原則調節(jié)轉子電阻。為了使提升重物時動力制動減速和下放重物時動力制動加速，切換速度均能在特性曲線的臨界值附近，希望1VJ、2VJ、3VJ的吸合值和釋放值非常接近。通常1VJ、2VJ、3VJ分別按大約75％、50％、25％最大速度來整定。在上述線圈回路中分別串入5K、2.5K、1.2K電阻。為了使速度繼電器的吸持值降低以便與釋放值接近，令速度繼電器本身的常閉觸頭與外加電阻并聯(lián)，使外加電阻在繼電器吸持前不起作用，這樣吸持值降低滿足上述要求。GSJ2為等速階段過速繼電器，在等速階段過速15％時動作，斷開安全回路，進行安全制動。GSJ2的整定電壓為1.15×220=253伏。但GSJ2本身的動作電壓為85伏，因此其回路中串有可調電阻Rt10降壓。GZ4為一單相橋式整流器，用以將CSF發(fā)出的正反兩個方向的電壓整流為單向直流。它反映了實際速度參數(shù)。例如518、516供給可調閘、減速階段過速保護的測速反饋電壓值。而519、516供給動力制動的測速反饋電壓值。3、安全回路安全回路用于防止和避免提升機發(fā)生意外事故。安全回路中串有很多保護觸頭，當提升工作不正常時，其中任一個觸頭打開，安全接觸器AC斷電，就產生安全制動。AC斷電的同時，其常開主觸頭（300、319）、（330、301）斷開，使高壓換向器斷電，切斷提升電動機電源，使提升機迅速斷電抱閘。安全回路串有下列保護觸頭：LK-1為主令控制器觸頭，從圖7-4附表可看出，當電動機操縱手柄位于中間位置（零位）時閉合。接入它的目的，是使提升機必須在斷電狀態(tài)下解除安全制動，防止事故解除后，提升機自動起動。DZK-1為制動手柄閉鎖開關的觸頭。當制動手柄在緊閘的情況下閉合。接入該觸頭的目的是使提升機只有在工作制動狀態(tài)下，才能觸除安全制動，防止提升機在容器及鋼絲繩重力作用下有自動運轉的可能。提升機起動后，為維持AC通電，用自保觸頭AC與DZK-1和LK-1并聯(lián)。JSJ為測速回路斷線檢視繼電器的觸頭。其線圈接在測速反饋回路，當加速過程接近終點時，與之并聯(lián)的8JC常閉觸頭打開，如果測速回路因斷線無電壓時，JSJ起作用，使AC斷電。在加減速過程中，當尚未到達JSJ的吸持值前，由于8JC的常閉觸頭閉合，JSJ不起作用。GSJ1為減速階段過程保護繼電器的觸頭。該繼電器接于磁放大器CF2的輸出回路，當超過設計最大速度Vm的10％時，CF2輸出突然下降，GSJ1釋放，此觸頭斷開。GSJ2為等速過速繼電器的觸頭。當提升機超過最大速度的15％時，本觸頭斷開。J2為制動油過壓保護繼電器觸頭。當制動油過壓時油壓繼電器YLJ1觸頭閉合，J2有電，一方面發(fā)出燈光信號，另方面使AC中J2常閉觸頭斷開。SL為失流保護繼電器的觸頭。用于深度指示器自整角機斷線保護，斷線時本觸頭斷開。SYJ為動力制動失壓繼電器的觸頭。當可控硅動力制動電源無電壓或電壓過低時，該觸頭斷開。GYD為油開關輔助觸頭。當主回路過流、欠壓或其它原因使GYD跳閘時，同時斷開AC，閘住提升機。JXK1（JXK1A）、JXK2（JXK2A）為過卷開關的觸頭。當提升容器過卷時斷開。JXK1A、JXK2A安裝于井架上。另一套JXK1、JXK2安裝于深度指示器上，作用相同。FW3-4、FW5-6，為過卷復位開關的觸頭，用以短路被碰開的過卷開關，使AC回路暫接通，解除安全制動，以便下放已過卷的容器。JXK5、JXK4為閘瓦磨損開關的觸頭。當閘瓦過分磨損時，本觸頭斷開。除了裝于安全回路的保護裝置外，還有一些保護裝置，它不要求提升機立即停車，可以使這一循環(huán)提升完畢，但下一次不許再次起動。如潤滑油過壓時油壓繼電器YLJ3的常開觸頭閉合，潤滑油欠壓時油壓繼電器的常閉觸頭閉合、制動油過熱溫度繼電器YLJ2常開觸頭閉合，均可使J3有電，29回路之常閉觸頭打開，當本次提升循環(huán)結束后，XC不可能再次通電，提升機不能開動。4、調繩閉鎖回路調繩閉鎖回路由1HK-3、10AK、JXK5、Q1、Q2所組成。此回路在調過程中起安全保護作用。1HK-3為調繩轉換開關的觸頭，在調繩時1HK-3打開，將10AK、JXK5、Q1、Q2串入安全電路。正常提升時1HK-3閉合，調繩閉鎖不起作用。JXK5為調繩安全聯(lián)鎖開關的觸頭。它裝在活卷筒上，當活卷筒被形閘閘住時JXK5閉合，盤形閘松開時JXK5則開啟。Q1、Q2為調繩離合器的行程開關。當離合器全部合好時，Q1被壓合；離合器全打開后，Q2被壓合。在離合器運動的過程中，Q1、Q2均打開。這就保證了在離合器動作過程中AC不能通電，不能操縱提升機。10AK為調繩控制開關。5、控制回路控制回路包括：信號回路、電機正反轉回路、動力制動接觸器回路、轉子電阻控制回路。現(xiàn)分述如下。1）信號回路在提升信號接觸器XC回路中，當發(fā)出提升信號后，XC有電，閉合其自保觸頭，同時使電機正反轉回路12及轉子電阻控制回路17中的XC觸頭閉合，為提升電動機送電及加速準備條件。在減速繼電器J1回路31中，當容器到達減速點時，深度指示器上的減速開關3XK（或3XK2）被打開，J1斷電，打開其自保觸頭和XC回路中的J1觸頭，使XC斷電，將主電機的電源切斷并在轉子中加入全部電阻，同時動力制動控制接觸器KDC回路27中的J1斷開，有可能實現(xiàn)動力制動減速。KDJ為動力制動控制繼電器的觸頭。在正常提升時該觸頭一直閉合，當采用動力制動時，此觸頭打開，使信號接觸器XC不起作用。SDZJ為低速中間繼電器的觸頭。該觸頭使減速繼電器J1在提升機低速爬行開始時有電，使XC從爬行開始可以再次接收外部提升信號，為再提和下個循環(huán)作好準備。LK-2為主令控制器觸頭，在此處的作用是：當采用動力制動結束后，KDJ已斷電，只有使其再次有電，換向回路或信號回路才有可能成為通路。為此必須使主令手柄放在中間位置才行。2）電機正反轉向回路電機正反轉回路有自動換向回路和手動換向回路。自動換向回路用于自動化提升。在本控制線路中，自動換向回路不能進行自動換向和自動起動，只能自動控制正反轉接觸器到停車位置時切斷電源，并防止司機因操作方向錯誤可能造成的過卷事故。自動換向回路35、36中，有方向繼電器ZJ1和FJ1，它是受井架上的終點開關JXK6、JXK7控制。當提升機反向運轉終了時，JXK6被容器碰撞，常閉觸頭打開，常開觸頭壓合，此時如果發(fā)出提升信號號，ZJ1常開觸頭閉合，自保維持ZJ1通電。由圖7-4看出，反方向運行時，情況相同。無輪正反轉時，即使司機誤操作也保證不會發(fā)生事故。手動正反轉回路用于手動控制提升機的正反轉。由正、反向接觸器ZC、FC和線路接觸器XLC所組成。在ZC線圈回路中串有FC的常閉觸頭，在FC線圈回路中串有ZC的常閉觸頭，實現(xiàn)相互閉鎖。在手動正反轉電路中還有下列觸頭：LK-3、LK-4為主令控制器觸頭。由圖7-4觸點閉合表看出控制手柄后拉時LK-3閉合，前推時LK-4閉合。FW1-2、FW7-8為過卷復位開關觸頭。由圖7-4觸點閉合表看出這兩個觸頭在正常情況下均是閉合的，只有當容器過卷后，司機操作FW、FW1-2或FW7-8其一打開使過卷方向的換向器器FC不能通電，防止事故的擴大。DZC、KDJ、KDC為動力制動接觸器、繼電器和動力制動控制器的觸頭。它們的作用大體相同，當電機送入直流電時，它們的觸頭斷開，ZC或FC不能通電，實現(xiàn)交流直流互相閉鎖。SDZJ為低速中間繼電器的觸頭。11回路中為常閉觸頭，13回路中與2HK-2串聯(lián)為常開觸頭，當采用電動機減速方式時2HK-2閉合，提升機在高速運行時，SDZJ常開觸頭也閉合，這就保證了減速階段換向回路的通路。當提升速度低于0.5米/秒時，SDZJ釋放，動力減速直至終點。當采用動力制動減速時，2HK-2是斷開的，減速開始由于提升機速度仍較高，11回路中的SDZJ常閉觸頭斷開，使交流電源斷開，進行動力制動減速。當速度降到0.5米/秒時，SDZJ常閉觸頭閉合，使換回路又可能二次通電。待速度升高至1.5米/秒時，SDZJ常閉觸頭又斷開，以此來實現(xiàn)脈動爬行。1SJ時間繼電器的常開觸頭。它受熄弧繼電器XHJ的控制，在此起到交流正反間和交流與直流間互相轉換時熄弧時之用，當換向或換接電源時，XHJ回路46中ZC、FC或DZC斷開，使XHJ斷電。經0.5～0.8秒延時后，47回路中常閉觸頭閉合，1SJ繼電器有電，這時15回路的1SJ觸頭才能閉合，ZC、FC或DZC才可送電，這樣就可避免當換向或接電源時，由切除電源造成的電弧產生相互短路的危險。由于1SJ在加速時立即開啟，為了維護換回接觸器不斷電，必須用其本身觸頭自保。AC為安全接觸器的常開觸頭。其作用前已述明。3）動力制動接觸器回路動力制動接觸器DZC回路用來控制動力的投入和切除。DZJ是因為DZC的輔助觸頭不夠而設置的。KDC為動力制動控制器接觸器的常閉觸頭。其線圈在27回路，當踏動制動開關JXK-8時，或者當容器到達減速點后J1斷開自動投入動力制動時，均可使KDC斷電，本觸頭閉合，投入動力制動。4）轉子電阻控制回路轉子電阻控制回路，用以實現(xiàn)以電流為主附加延時的自動起過程和減速爬行階段的速度控制。由下列元件組成。1JC～8JC為八個加速接觸器，用以控制轉子電阻的切除和接入。在加速階段它受1JC～8JC時間繼電器的觸頭，和LK-5～LK-11主令控制器觸頭的控制，可以實現(xiàn)以電流為主附加延時以及人工控制的加速過程。在17回路中串有XC的觸頭是使2JC～8JC在加速和自由停車減速時受XC的控制，如果采用電動機減速時則完全由司機靠主令控制器觸頭將電阻加入，這時用2HK-6短路XC。在動力制動加速和減速時，因為KDC斷電，其17回路中KDC觸頭斷開，使2JC-8JC原來的控制通路切斷，2JC～4JC改由1VJ～3VJ及DZJ控制。實現(xiàn)以速度為函數(shù)切除相應的轉子電阻進行調速。當采用動力制動時由于16回路的DZJ觸頭閉合，使1