铜厂沟矿机初步设计说明书

1、第五章 矿山机械5.1 概述根据开拓方案比较，设计推荐采矿区采用平硐+溜井+斜井开拓+箕斗竖井提升的开拓方案，开采范围为2500m至2800m，中段高度为50m，生产规模为1000t/d，分别设置矿石溜井和废石溜井，主平窿设于2500m中段，主井提升标高为2450m（箕斗装载）至2980m（主井地面）。废石出口设于2550m。设计基建生产中段为2500m、2550m，基建回风中段为2600m；1#盲斜井提升机房设于2650m中段，下部平车场设于2500m中段，承担2550m、2600m、2650m中段的设备、人员、材料的提升任务。后期开采2650m至2800m中段时，设置2#盲斜井，提升机房设

2、于2800m中段，下部平车场设于2650m中段。5.2 主井提升5.1.1主井提升系统方案矿山上产规模为1000t/d，主井提升能力按2000t/d设计。设计采用单箕斗带平衡锤提升方式，主井布置于选矿工业场地，井口标高3050m，箕斗装矿皮带巷道标高为2450m。破碎后的矿石由破碎系统下部储矿仓的振动放矿机经箕斗装矿皮带计量漏斗装矿，箕斗从计量漏斗装矿后提升至地表，将矿石卸至选矿厂原矿仓。5.1.2主井提升系统选型计算主竖井单箕斗矿石提升计算书见表5-1。表5-1 主竖井单箕斗矿石主提升计算书项目单位计算结果（1000t/d）计算结果（2000t/d）一、基础资料1年提升量t/a3300006

3、600002提升高度m533.103矿石松散密度t/m32.044提升高度m623.105井架高度m41.506最底中段到尾绳环底高度m21.607钢丝绳悬垂长度m669.70二、设备选择1提升容器选择提升不均匀系数1.15年工作日d/a330日工作小时h/d19.5小时提升量t/h126.96 126.96 2最大提升速度根据安全规程规定，允许最大提升速度m/s14.983一次提升量计算箕斗在曲轨上减速与爬行的附加时间s10装满系数0.9休止时间s20系数K13.033.03箕斗计算容积m31.863.724选择底卸式多绳箕斗，箕斗容积m34.5箕斗质量kg9500一次有效提升量kg7800

4、5一次循环提升时间s211.45三、钢丝绳选择1首绳的选择提升钢绳终端负荷的质量kg17300.00钢丝绳抗拉强度MPa1770安全系数7.000提升钢绳根数根4计算提升钢丝绳每米质量kg/m1.97钢丝绳型号6V×34+FC抗拉强度MPa1670直径dsmm28.000每米质量kg/m3.11钢丝破断力总和QpkN588.5安全系数9.36<7故所选钢绳满足要求2尾绳的选择尾绳型号34×7抗拉强度MPa1520.000直径mm40.00根数根2每米质量qkg/m6.24最小静拉力kN213.18四、提升机选择1卷筒直径mm2800提升机型号JKDM-2.8×

5、;4(I)E卷筒直径mm2800提升机变位质量kg9000天轮变位质量kg6880减速机传动比i7.352轮径比校核卷筒直径与钢丝绳直径比100>=100卷筒直径与钢丝绳最大丝经比1400>12003最大静张力校核提升矿石时最大静张力kN251.70<3304最大静张力差校核提升矿石时最大静张力差kN38.52<1005衬垫压力校核衬垫计算单位压力N/mm21.482<1.966静防滑校核围包主导轮的一侧钢绳的最大拉力N251704围包主导轮的另一侧钢绳的最小拉力N213182静防滑安全系数4.912>1.75重载侧和空载侧的静张力比1.18<1.57

6、动防滑校核围包主导轮的一侧钢绳的最大拉力N275403围包主导轮的另一侧钢绳的最小拉力N187659动防滑安全系数1.876>1.25五电动机选择型号Z560-3A-04型直流电动机功率NkW627电压V440转速nrpm472效率%0.92转动惯量Jkgm2120.50变位质量kg3321.28过载系数2.00六运动学计算1加速度m/s20.702减速度m/s20.703提升高度m623.104箕斗卸载过程斗框运行距离m4.005空箕斗脱离曲轨的速度m/s1.506空箕斗在曲轨上的运行时间s5.337空箕斗在曲轨上的加速度m/s20.288最大运行速度m/s9.419加速运行时间s11

7、.3110加速运行距离m61.7111重箕斗进入曲轨前的爬行速度m/s0.5012减速运行时间s14.1613减速运行距离m63.1314爬行时间s8.1615爬行距离m4.0816制动减速度m/s20.30017制动减速时间s1.6718制动减速距离m0.4219等速运行距离m489.7120等速运行时间s52.0221一次提升运行时间s92.6522两次提升间的间歇时间s4+2223一次提升全时间T(s)s211.2924每小时提升次数次/h17.0425完成生产任务时间H8.6517.3126日提升矿石能力t/d225327年提升矿石能力万吨/年74.4七动力学计算1变位质量a有效装载量

8、kg7800b箕斗+平衡锤质量kg22900c全部首绳质量kg8331d全部尾绳质量kg8358e提升机变位质量kg9000f天轮变位质量kg6880g电动机变位质量kg3321h变位质量总和kg665902提升动力at0阶段N90913bt1阶段N90913ct2阶段N44300dt3阶段N-2313et4阶段N44300ft5阶段N24323g等效时间s76.66h提升系统等效力N57862i等效功率kW6103电动机过载能力校核A、电动机额定出力 电动机功率kW627 提升重物时N59431 下放重物时N74627B、提升矿石1.53<1.70电动机允许过载系数1.70故所选电动机

9、满足要求4耗电量计算每次提升的电耗W(kWh)kWh12.91年电耗WN()kkWh573.661147.335.1.3主井提升系统配置主提升系统提升机采用JKMD-2.8×4(I)E提升机，提升机上天轮平台高于地面40.71m，提升机房平面尺寸为12m×18m。配置20/5t桥式起重机用于设备检修。按每天工作19.5小时、并考虑1.15不均衡系数后，提升系统的设计提升能力可达2252t/d。主井提升主要设备参数如下：提升机：JKMD-2.8×4(I)E多绳摩擦式提升机，摩擦轮直径2.8m，减速比7.35，允许最大静张力335kN；允许最大静张力差95kN；电动机

10、：Z500-4A-04型直流电动机，N=627kW， V=440V，n=472rpm；提升钢丝绳：4根，6V×34FC三角股钢丝绳，直径28mm，每米质量3.11kg/m，抗拉强度1770MPa，破断拉力总和588.50kN；平衡钢丝绳：2根，34×7钢丝绳，直径40mm，每米质量 6.24kg/m，抗拉强度1570MPa，破断拉力总和1006kN；箕斗：4.5m3底卸式，空箕斗质量9.50t，最大装载质量9.18t，有效装载质量7.80t；平衡锤：质量13.40t；最大提升速度：9.41m/s；最大提升高度：623.10m/s；钢丝绳实际最大静张力：251.70kN；钢丝

11、绳实际最大静张力差：38.52kN；钢丝绳安全系数： 9.36>7；防滑安全系数：静防滑：4.83>1.5，动防滑：1.87>1.25；重载侧和空载侧的静张力比：1.18<1.5；一次提升循环时间：211.29s；小时提升能力：115.56t/h;日提升能力：2252t/d;每日提升矿石时间：1000t/d：8.65h，2000t/d：17.31h；主提升井底部设置粉矿回收斜井，斜井提升机房设于2500m中段，井底车场设于2415m中段，斜井在2475m与破碎硐室联通，2450m与箕斗装矿硐室连通，斜井倾角25°；斜井提升设备采用JT800提升绞车，主电机22

12、kW，每次提升0.7m3翻转式矿车1辆。主井井底设置粉矿回收闸门，采用0.7m3翻斗式矿车装载粉矿，由粉矿回收斜井将矿车提升至2500m中段卸入矿仓。井底设井底水窝，设置D46-30×4水泵二台。5.3坑内破碎站5.3.1概况在箕斗主井附近设置坑内破碎站，破碎硐室设置在2475m水平。2500m主平窿电机车运输的矿石在卸矿硐室将矿石卸入破碎系统的上部矿仓，在上部矿仓的底部配置1台振动放矿机向颚式破碎机给矿，经破碎机破碎后的矿石溜至下部矿仓，由振动给矿机向箕斗装矿皮带给矿。破碎站建设规模按2000t/d设计，最大入矿块度为600mm，破碎后的块度按不大于250mm考虑。经计算，选用C1

13、00进口颚式破碎机一台，功率为110kW，380V。FZC3.5/1.4-7.5振动放矿机功率7.5kW，380V。硐室内设20/5t吊钩桥式起重机一台。5.3.2破碎机选择与能力计算给料最大块度：600mm，据此要求破碎机的受料口宽度应不小于：600/0.85=705mm。由此选择C100颚式破碎机，受料口宽度为780mm。根据设备资料，当出料粒度在不大于225mm时，破碎机的小时生产能力为315t，破碎机设计小时上产能力为：Q=K1·K2·K3·Qb=0.9×1.275×1.02=368（t/h）式中:Q设计条件下破碎机的小时生产能力；Qb

14、标准条件下(中硬矿岩，松散体密度1.6t/m3)破碎机生产能力，根据设备资料，Qb=315t/h；K1矿岩可碎性系数，K1=0.9；K2矿岩密度修正系数，K2=son/1.6=2.04/1.6=1.275；son松散矿岩密度，son=2.04t/m3；K3块度修正系数，给料最大快度与给料口宽之比：600/780=0.77，K3=1.02；一台破碎机一天工作时间为：1000t/d时：2.72h；2000t/d时：5.44h。5.4 坑内运输5.4.1概述主平窿设于2500m中段，主要承担年产矿石量330kt/a，日产1000t/d矿石运输任务；年产废石103.29kt/a，日产313t/d。基建

15、生产中段为2500m和2550m中段，2500m中段矿石列车在采场装矿后由电机车牵引直接运至主井破碎系统上部矿仓卸载硐室卸矿；其余中段矿石列车在采场装矿后由电机车牵引运至主溜井卸载；主平窿矿石列车在主溜井装矿硐室装矿后由电机车牵引运至主井破碎系统上部矿仓卸载硐室卸矿。2500m中段的废石由废石列车运至1#斜井下部车场，由1#斜井提升至2550m中段，再由电机车牵引至2550m中段外的废石堆场堆放；2550m中段的废石由废石列车直接运送至废石堆场；其余中段的废石由废石列车运至废石溜井卸载后，再由2550m中段的废石列车在装矿硐室装载后由电机车牵引运至平窿外的转运矿仓。5.4.2设计基础资料矿山生

16、产规模为1000t/d；矿石密度：3.26t/m3；松散系数1.51.7，平均松散体重为2.04 t/m3。根据设计，各中段运输量及运距资料见表5-1。表5-2 各中段运输量及运距资料见 中段名最大矿石运量(t/d)平均运距(m)最大废石运量(t/d)平均运距(m)主平窿（2500m）100020002500m中段100026802500m中段生产时，采场装矿点到主井卸矿点的平均运距，请采矿落实。2006502550m中段10008002008005.4.3 主平窿运输设备选型及数量确定根据表5-3计算，主平窿矿石运输列车组成如下：主平窿采用10t矿用架线式电机车牵引14辆2.0m3侧卸式矿车

17、，二列车工作。当2500m中段生产时，废石采用3t电机车牵引10辆0.7m3翻转式矿车，一列车工作。表5-3 2500m主平窿机车运输计算基本参数选取：弯道附加阻力w计算参数松散体重(t/m3)2.04 矿车长度(m)3.00 装满系数0.90 轨距S（(m)0.600 一列车矿车数量n12 矿车轴距Lzo(m)1.00 矿车容积V(m3)2.00 弯道曲率半径R(m)11.00 矿车质量Gp(t)1.83 矿车货载影响系数0.85 矿车有效装载量Gx(t)3.67 弯道长度Lw(m)18.85 机车计算质量p(t)10 列车长度Li(m)40.62 机车粘着系数j0.18 轨道表面状态影响系

18、数0.45 重力加速度g(m/s2)9.81 机车运行时单位基本阻力j(N/t)69.00 单程运距L(m)2680 机车起动时单位基本阻力jg103.50 装一辆车的时间tz(s)50 计算坡度i()3 卸一辆车的时间tx(s)10 弯道附加阻力w(N/t)60.03 机车调头时间td(s)90 重车组起动单位基本阻力1q(N/t)103.00 装车场调车时间Tch(s)13.17 空车组起动单位基本阻力2q(N/t)118.00 卸车场调车时间T'ch(s)3.83 起动附加阻力qf (N/t)43.16 列车等停时间ttn(s)180 重列车等速运行牵引力F1(N)5253让车时

19、间tr(s)180 空列车等速运行牵引力F2(N)4222 意外耽搁时间tyw(s)180 重列车连续运行时间t1y(min)10.01 重矿车组质量Q1l(t)66.02空列车连续运行时间t2y(min)10.01 空矿车组质量Q2l(t)21.96 往返一次运行时间ty(min)20.02 列车平均运行速度vp(m/s)3.33 列车往返一次全部时间T(min)46.02 附加发热系数1.25 运行时间系数0.44 储备系数K1.15 一次循环中电机的等效牵引力Fdx(N)3929 制动开始时列车速度Vz(km/h)12.60 机车长时制牵引力Fch(N)5450 制动距离Lz(m)40

20、机车制动力Bz(N)12960 列车空走时间tkz(s)2.54 制动式列车单位惯性阻力za(N/t)179.33 矿石运输能力Ad(T/d)1000 、按重车上坡弯道起动条件、每列车的矿车数n'(辆)15.04 计算机车牵引质量Qsh(t)90.54 设计选取矿车数n(辆)14 、按满足电动机温升条件小时运输能力Ah(T/h)53.62 简便计算牵引质量Qsh(t)82.75 、计算所需矿车列数、按重列车下坡制动条件计算矿车列数Nl'1.30 计算机车牵引质量Qsh(t)155.34 设计采用矿车列数Nl2 、按上述各种条件计算后得出完成运量所需时间H（h）10.70 机车牵

21、引质量Qzh(t)82.75 日最大运输能力Amax(t)1541.46 5.4.4 中段运输设备选型及数量确定根据表5-4的计算，2550m采用10t矿用架线式电机车牵引14辆2m3侧卸式矿车，一列车工作。废石采用3t电机车牵引10辆0.7m3翻转式矿车，一列车工作。表5-4 2550m中段机车运输计算基本参数选取：弯道附加阻力w计算参数松散体重(t/m3)2.04 矿车长度(m)3.00 装满系数0.90 轨距S（(m)0.600 一列车矿车数量n12 矿车轴距Lzo(m)1.00 矿车容积V(m3)2.00 弯道曲率半径R(m)11.00 矿车质量Gp(t)1.83 矿车货载影响系数0.

22、85 矿车有效装载量Gx(t)3.67 弯道长度Lw(m)18.85 机车计算质量p(t)10 列车长度Li(m)40.62 机车粘着系数j0.18 轨道表面状态影响系数0.45 重力加速度g(m/s2)9.81 机车运行时单位基本阻力j(N/t)69.00 单程运距L(m)800 机车起动时单位基本阻力jg103.50 装一辆车的时间tz(s)50 计算坡度i()3 卸一辆车的时间tx(s)10 弯道附加阻力w(N/t)60.03 机车调头时间td(s)90 重车组起动单位基本阻力1q(N/t)103.00 装车场调车时间Tch(s)13.17 空车组起动单位基本阻力2q(N/t)118.0

23、0 卸车场调车时间T'ch(s)3.83 起动附加阻力qf (N/t)43.16 列车等停时间ttn(s)180 重列车等速运行牵引力F1(N)5253让车时间tr(s)180 空列车等速运行牵引力F2(N)4222 意外耽搁时间tyw(s)180 重列车连续运行时间t1y(min)4.76 重矿车组质量Q1l(t)66.02空列车连续运行时间t2y(min)4.76 空矿车组质量Q2l(t)21.96 往返一次运行时间ty(min)9.52 列车平均运行速度vp(m/s)2.80 列车往返一次全部时间T(min)35.52 附加发热系数1.30 运行时间系数0.27 储备系数K1.1

24、5 一次循环中电机的等效牵引力Fdx(N)3208 制动开始时列车速度Vz(km/h)12.60 机车长时制牵引力Fch(N)5450 制动距离Lz(m)40 机车制动力Bz(N)12960 列车空走时间tkz(s)2.54 制动式列车单位惯性阻力za(N/t)179.33 矿石运输能力Ad(T/d)1000 、按重车上坡弯道起动条件、每列车的矿车数n'(辆)16.45 计算机车牵引质量Qsh(t)90.54 设计选取矿车数n(辆)14 、按满足电动机温升条件小时运输能力Ah(T/h)69.46 简便计算牵引质量Qsh(t)100.32 、计算所需矿车列数、按重列车下坡制动条件计算矿车

25、列数Nl'0.87 计算机车牵引质量Qsh(t)155.34 设计采用矿车列数Nl1 、按上述各种条件计算后得出完成运量所需时间H（h）14.40 机车牵引质量Qzh(t)82.75 日最大运输能力Amax(t)1146.14 根据井下运输列车数和矿车周转数，全矿需要的机车及矿车数量见下表5-5。表5-5 全矿需要的机车及矿车数量表 矿机车规格工作(辆)台数备用(辆)台数10t架线式电机车413t架线式电机车312.0m3侧卸式矿车54140.7m3翻转式矿车30105.4.5 运输线路所有中段均采用单轨加错车道线路布置。所有运输线路采用22kg/m钢轨，轨距600mm，按3重车下坡敷

26、设。除道岔处用木轨枕外，其他线路部分均用混凝土轨枕。5.4.6 装卸矿设施采场溜井装矿设施见采矿章节。2500m中段主溜井、2550m中段废石溜井下部装矿硐室各设1台5.5kW振动放矿机。主井破碎系统上部矿仓卸矿硐室（2500m）设2.0m3侧卸式矿车卸载曲轨1套，2550m中段主溜井卸矿硐室设1.2m3侧卸式矿车卸载曲轨1套。5.5 1#盲斜井运输5.5.1 概述1#盲斜井为串车提升斜井，采用单提升，主要负责2550m、2600m和2650m及以上各中段的人员、材料和设备的提升或下放任务；在2500m中段开拓和生产时，该中段的废石亦由1#斜井负责提升至2550m中段。1#盲斜井井口标高265

27、0m，下部平车场标高2500m，斜井倾角25°，2550m和2600m中段由斜井吊桥与之相连。5.5.2 斜井提升设备的选型1#斜井提升系统采用串车提升，提升速度图为3阶段速度图，最大提升速度为V=3.07m/s。根据计算，提升设备选型情况如下：提升钢绳：选用6V×19+FC三角股钢绳，直径d=20mm，钢绳安全系数为： m=8.297.5（提物时），m=9.659（提人时）。卷扬机：选用JK2×1.5/20E型单筒缠绕式卷扬机，直径D=2.0 m，机器净重53.8t。电动机：选用YR5004-10型电动机，功率N=250 kW，587rpm，10kV。5.5.3

28、 斜井提升能力2500m中段开拓和生产时，1#斜井负责将本中段废石提升至2550m中段。根据计算，每次提升0.7m3翻转式矿车4辆，矿车装满系数取0.8，提升不均衡系数取1.15，完成200t/d废石提升任务的时间为3.88h。5.5.4 后期2#盲斜井后期1#盲斜井布置于2650m至2800m中段，提升系统的配置参数与1#盲斜井完全相同，余不赘述。5.6 压缩空气设施5.6.1 空压机房设备选型 根据设计计算，矿山最大班压风需求量为115.2m3/min，考虑高原修正系数、管网漏气系数、压缩机能力下降系数、同时工作系数后，所需最大耗气量为180.88m3/min。 在2500mm主平窿口建集

29、中空压机站，站内配置4台LGD355/077BR型螺杆式空压机，其技术性能参数如下：容积流量Q=65m3/min，配套电机N=355kW，V=10kV。其中3台工作，1台备用。 机房内设10t电动单梁起重机1台，以作安装检修用。5.6.2 井下供风管网 井下供风主管选用273×7无缝钢管，从2500m主平窿进入坑内，再经1#斜井进入各中段；各中段支管选用140×3.0无缝钢管。5.7 通风机房5.7.1 概述 采用地面主扇集中抽出式通风方式，由平窿和斜井入风，通过各中段用风点汇入上中段后进入回风井，最后污风从回风井口抽出。全矿生产要求的总风量及负压如下：风量：73m3/s，

30、最小风阻：292Pa，最大风阻：788Pa。5.7.2 风机选型计算 根据通风风量和风阻要求，通风机选择计算于表5-6。表5-6 通风机选型计算序号风机名称/阶段单位1#前期1#后期1风机型号/重量/电动机功率DK40-8-No22/30236/2×1102所需风量Q m3/s73.073.03所需负压H Pa29217884安装标高m286028605漏风系数Kl1.151.156通风装置阻力h Pa1751757消声装置阻力hc Pa50508零海拔的计算风量Q' =KlQ m3/s83.9583.959零海拔的计算风压H'=H+h+hcPa52598810扩散器

31、出口尺寸m3.193.1911动压损失Hd=*v2/2* Pa2.212.2112自然风压HzPa0.000.0013标准状态空气密度/m31.201.2014风机安装标高空气密度'/m30.850.8515考虑高海拔计算的零海拔风量Qj=Q'm3/s83.9583.9516考虑高海拔计算的零海拔风压Hj=/'*H' Pa733139817计算风阻Rj=Hj/Q2Pa·s2·m-60.10400.198418零海拔风机工况点风量Qgm3/s87.7485.1619零海拔风机工况点负压HgPa803143820风机效率10.730.8421电动机计算功率N'=K*Q"*H"/（1000*1*m）kW8012122电动机功率备用系数K1.151.1523风机叶片角度°30/2535/3024实际风机工况点风量Q"m3/s87.7485.1625实际风机工况风压H"Pa5691018根据表5-6中3-18行的计算，选取DK40-8-No22型对旋轴流通风机，风机的工况点见图5-1和图5-2。风机在零海拔的工况点分别为风量87.74m3/s、风阻803Pa和风量85.16m3/s、风阻1438Pa