矿井主斜井带式输送机优化改造分析.pdf

2020年第5期西部探矿工程 * 收稿日期 2019-08-20修回日期 2019-09-11 作者简介 冯宝梁 （1987-） ， 男 （汉族） ， 山西中阳人， 工程师， 现从事煤矿机电技术管理工作。 矿井主斜井带式输送机优化改造分析 冯宝梁* （山西汾西矿业集团贺西煤矿， 山西 吕梁 033000） 摘要 为使矿井主斜井运输系统满足500104t原煤的生产需求， 对矿井主斜井带式输送机进行改 造， 计算原带式输送机的输送能力， 可知 原输送机带宽和带速满足要求， 在此基础上提出 主斜井与 13煤层主运输大巷各装备一台带式输送机， 两部前后搭接； 斜井同13煤层主运输大巷装备一台带 式输送机两种改造方案， 经计算对比分析 方案一滚筒受力较小， 且不需要大量更换设备， 可以缩短 工期， 降低成本， 保证矿井生产。 关键词 主斜井； 带式输送机； 改造； 运输能力 中图分类号 TD26 文献标识码 A 文章编号 1004-5716202005-0118-04 某矿主要开采8上号、 8号、 13号煤层。其中8上号 煤层属井田内8号煤层的分叉煤层， 主要分布于井田中 部－东部。在分叉区内下距8号煤层0.8010.87m， 平 均4.23m。煤层厚度1.743.64m， 平均2.80m， 含03 层夹矸； 8号煤层厚度2.0314.01m， 平均5.32m， 13号 煤层下距15号煤层2.0012.70m， 平均5.63m。煤层 厚度 10.3226.87m， 平均 16.84m。随着矿井 13 号煤 层投产以后， 矿井原煤产量达到近500104t， 原主斜井 运输系统已经不能满足原煤的运输要求。因此， 为使 主运输系统运输能力满足要求， 需要对目前的带式运 输机进行改造。 1主斜井运输系统概况 该矿主斜井斜长 176.9m， 倾角 16， 井筒净宽 4.5m， 净断面11.77m2， 井筒支护形式为混凝土砌碹， 主 斜井同8煤层主运输大巷装备一台带式输送机担负矿 井的原煤运输提升任务， 兼作进风井和安全出口。按 照矿井生产实际， 当延深至13层时， 主斜井设计斜长 362.9m， 倾角16， 原煤松散度取1.1t/m3， 矿井原煤年产 量500104t。根据设计， 当主斜井延深至13煤层时， 主 斜井巷道与13煤主运大巷之间设一个半径为250m的 曲线巷道连接。原主斜井机头驱动部不变， 主斜井运 输能力仍按2500t/h核定， 13煤主运巷道新设一部大巷 带式输送机与主斜井带式输送机前后搭接， 运输能力 2500t/h。 2原主斜井带式输送机输送能力核算 该矿原主斜井带式输送机型号为DTL140/250/3 450S， 带 宽B为 1400mm， 带 速V4m/s， 运 量Q 2500t/h。运输系统改造之前， 首先核算主运输系统带 式输送机的输送能力， 原煤松散度取1.1t/m3， 计算结果 详见表1。由表1可知 在现有带宽和带速条件下， 最 大运量可达到 3197t/h， 大于额定运量 2500t/h 的要 求。因此， 原输送机带宽和带速是合适的。 3主运带式输送机改造方案确定 3.1主运带式输送机改造方案比较 根据要求， 主斜井延伸至13煤层时主运输系统的 年产量应达到500104t， 考虑到主运输系统的不均衡系 数较大， 建议小时运量仍按2500t/h， 最大可实现年产 量250016330/1.58800000 （t） 880104（t） ， 上式按 每天16h、 一年330d计算， 不均衡系数取1.5。下面对两 种主运输方案进行比较 方案一 主斜井与13煤层主运输大巷各装备一台 带式输送机， 两部前后搭接， 其中主斜井带式输送机运 输距离471m， 提升高度113.5m， 13煤层主运输大巷带 式输送机运输距离2710m， 提升高度-95m； 方案二 主斜井同13煤层主运输大巷装备一台带 式输送机， 运输距离3181m， 提升高度18.5m。 表2是对上述两种方案以及改造前主斜井带式输 送机分别进行计算的主要计算结果。由表2可知 方案 2中， 电机1530kW， 驱动功率3450kW不能满足要求； ST1600输送带安全系数只有5.77， 也不能满足要求； 118 2020年第5期西部探矿工程 输送参数 输送量Q 带速V 输送物料最大块度Xmax 初选带宽B 堆积角ρ 托辊槽角λ 中间辊长度l 输送带可用长度b 最大装料断面面积Amax 倾斜系数Cst 装料断面系数K 最大输送量Q 计算得到的带宽B 带宽验算B 参数值 2500t/h 4m/s 0.3m 1.40m 20 35 530mm 1.21m 0.229m2 0.880 413 3197t/h 1.25m 1.25 备注 满足运量要求 满足 表1带式输送机输送能力和输送带宽度校核 表2两种方案带式输送机的主要计算结果 参数 输送量Q （t/h） 输送长度L （m） 输送平均倾 角β （） 提升高度H （m） 带速V （m/s） 圆周力F （N） 轴功率Pd （kW） 电机功率Pe （kW） 单电机功率 P （kW） 方案1 2500 471 13.94 113.50 4 241335.14 965.34 1268.12 450.00 方案2 2500 3181 0.33 18.42 4 306631.76 1226.53 1530.66 450.00 参数 头部驱动功 率配比C1 输送带B （m） 安全系数m 传动滚筒直 径D （mm） 滚筒上的逆 止力矩T （Nm） 托辊直径d （mm） 上下托辊间 距L （m） 传动比i 头部驱动滚 筒松边最小 张力Smin（N） 方案1 2 1.40 7.61 1030 89912.01 159 1.2 20.02 52891.10 方案2 2 1.40 5.77 1030 73290.87 159 1.5 20.02 388399.25 参数 头部驱动最 大张力Smax （N） 机尾张力S （N） 理论运量Qe （t/h） 装料率 （） 附加阻力系 数FN（N） 模拟摩擦系 数f 传动滚筒与 胶带摩擦系 数μ 方案1 294226.24 15096.21 3197 78.20 1.21 0.026 0.3 方案2 81767.50 113368.28 3197 78.20 1.04 0.026 0.25 119 2020年第5期西部探矿工程 最大张力增加较多， 传动滚筒和机架受力也不够。根 据上述计算结果， 方案一的主斜井带式输送机机头传 动滚筒的受力与改造前的主斜井带式输送机相差不 大， 机头传动部及基础基本可以不变； 而方案二的主斜 井带式输送机机头传动滚筒的受力与改造前的主斜井 带式输送机相差较大， 机头传动滚筒、 机架等均需要更 换， 各基础也需要加固或重做， 还需要更换输送带， 不 仅增加了很多设备投资， 改造工期也大大延长了， 严重 影响矿井生产。 因此， 根据尽量减少改造工程量和安装时间的总 原则， 采用方案一， 即主斜井与13煤层主运输大巷各 装备一台带式输送机， 两部前后搭接， 其中主斜井带式 输送机运输距离471m， 提升高度113.5m， 13煤层主运 输大巷带式输送机运输距离2710m， 提升高度-95m。 3.2主斜井带式输送机改造方案确定 主斜井带式输送机改造新增设备清单如表 3 所 示。下面对改造方案进行详细说明 （1） 机头传动驱动部 驱动功率3450kW可以满足 改造后主斜井带式输送机的要求， 驱动装置各设备及 基础地脚螺栓均可不变； 按照本方案改造后， 机头受力 由280kN提高至294kN， 第一传动滚筒合力由413kN 提高至427kN， 变化均不大， 建议两套传动滚筒、 传动 机架及基础螺栓均可不变； 计算逆止力矩由17.5kNm 增加至90kNm， 建议更换两套DSN200型低速逆止器， 单台额定逆止力矩200kNm， 大于系统所需总逆止力矩 （90kNm） 的两倍， 分别安装于第二传动滚筒和高张力 改向滚筒出轴上， 配套新增逆止器底座； 原安装于第二 传动滚筒一侧的盘式制动器建议移至高张力改向滚筒 一侧， 用于停机驻车， 也符合 煤矿安全规程要求 。上 述逆止器和制动器的改造均可利用主斜井井口房原有 相关基础螺栓， 无需任何土建工程。因逆止器的额定 逆止力矩增加较多， 原有逆止器基础螺栓强度可能不 足， 可采用钢结构横梁与传动滚筒机架焊接的方式予 以加固。 根据煤矿安全规范要求， 井口20m范围内仍属于 防爆范围， 电气设备必须防爆。因为需要更换一台主 驱动电机和盘式制动器液压站泵站电机， 全部更换为 防爆产品。因原制动器供货厂家没有防爆和MA认 证， 建议更换一套国产KPZ1200/118型产品。 （2） 机身部 根据新的巷道走向布置输送机， 利用 来源 外购件 机加工 件 备品备 件 名称 低速逆止器 液压拉紧装置 防爆变频电动机 盘式制动器 逆止器底座 （支架） 张紧小车 托辊小车 轨道 地脚螺栓等紧固件 传动滚筒 改向滚筒 型号 DSN （NJZ） 200 ZY40002-100 YBBP400-4 KPZ1200/118 ⌀10301600 ⌀10301600 数量 2 1 1 1 2 1 1 1 1 1 1 备注 上海精基 徐州五洋 佳木斯/南阳 山东科大 张紧装置用 菱形铸胶 SKF轴承 平面铸胶 SKF轴承 表3主斜井带式输送机改造新增设备清单 原主斜井带式输送机的机身 （包括上、 下托辊、 上托辊 架、 支腿、 纵梁及E型销） ， 输送带也沿用原主斜井带式 输送机用ST1600输送带。 （3） 机尾及张紧部 取消原主斜井输送机中部承载 段液压自动张紧装置和固定机尾改向装置， 改用机尾 液压自动张紧装置， 建议型号ZY400 （02-100） ， 张紧力 100kN， 张紧行程4m， 配套新增张紧小车、 托辊小车、 轨 道以及张紧装置各基础地脚螺栓等； 受料段 （缓冲托 辊、 缓冲床、 导料槽等） 仍可利用原主斜井带式输送机 受料段部件。 （4） 电控保护部分 因驱动功率3450kW， 电控部 分整体可不变， 但需要增加I/O接口， 以实现改造后主 斜井带式输送机、 主运大巷带式输送机以及破碎机等 （下转第123页） 120 2020年第5期西部探矿工程 化水平低的现状下， 煤炭智能开采实现了机械化换人、 自动化减人， 能够极大提高劳动生产率， 减少井下现场 作业人员， 减少井下作业班次， 促进劳动组织变革。以 217智能化综采工作面为例， 可减少一半以上作业人 数， 将人员从危险的场所、 薄弱时段解放出来， 有效降 低了岗位操作安全风险， 提升了安全保障水平， 对实现 煤矿安全高效生产具有重大意义。 3.3管理提升 通过建设工作面大数据系统实时掌握工作面设备 状态， 精确获取各设备工况参数， 并通过视频监控系统 实时掌握工作面人员工作情况， 提升现场管理水平。 4改进建议 4.1存在问题 （1） 煤机在记忆截割模式下， 割煤过程中并不能有 效识别煤与矸石并自动调整采煤工艺及相关运行参 数。 （2） 支架自动跟机移架因受阻和时限限制等因素， 存在移架不到位情况， 且不具备支架姿态调整功能， 当 支架出现歪斜， 不能自行调整。 （3） 支架拉移超前后， 自动跟机移架时， 不能判断 出超前架， 仍执行移架动作， 对顶板造成二次破坏。 （4支架无工作面找直功能。 （5） 支架自动移架动作前无安全预警信号。 （6自动跟机视频有时不能及时跟机到位， 给远程 操作及安全监控带来了极大困难。 （7） 采场地质条件发生变化时， 自动生产模式下， 仍执行原学习参数， 需要重新记忆学习。 4.2建议措施 （1） 优化煤机记忆截割功能， 在截割煤矸石时， 做 到及时调整煤机速度等相关运行参数。 （2） 增加支架自动移架调架功能 （侧护、 底调） 。 （3） 建议厂家增加支架拉移行程检测判断功能， 当 检测判断支架拉移超前架后不再执行移架动作， 自动 检测判断支架拉移是否到位， 如不到位相应增加拉架 时间。 （4） 增加支架工作面找直功能。 （5） 完善支架移架安全预警功能。 （6） 建议厂家增加支架遥控干预功能， 并设定优先 级别， 便于巡检人员干预调整支架。 （7） 增加支架自动化设定不同参数方案的可选菜 单， 方便在现场条件发生变化时随时切换调整。 5结语 实现智能化开采是煤炭工业技术革命、 产业转型 升级的战略方向， 建设智能化采煤工作面， 推进现阶段 可行的 “无人操作、 有人巡视” 的智能化开采模式， 不断 改进设备性能， 持续提升装备效能， 充分发挥智能化保 障作用， 不断提高智能化技术与综合管理水平， 大幅降 低工人劳动强度， 将工人从危险的工作面采场解放出 来， 实现 “少人则安、 无人则安” 。 参考文献 [1]高有进,罗开成,张继业.综采工作面智能化开采现状及发展 展望[J].能源与环保,2018,4011167-171. [2]王国法,张德生.煤炭智能化综采技术创新实践与发展展望 [J].中国矿业大学学报,2018,473459-467. [3]徐建军.煤矿智能化综采技术现状及展望[J].陕西煤炭,2017, 36344-47. 􀤕􀤕􀤕􀤕􀤕􀤕􀤕􀤕􀤕􀤕􀤕􀤕􀤕􀤕􀤕􀤕􀤕􀤕􀤕􀤕􀤕􀤕􀤕􀤕􀤕􀤕􀤕􀤕􀤕􀤕􀤕􀤕􀤕􀤕􀤕􀤕􀤕􀤕􀤕􀤕􀤕􀤕􀤕􀤕􀤕􀤕􀤕􀤕􀤕􀤕􀤕􀤕􀤕􀤕􀤕􀤕􀤕􀤕􀤕􀤕􀤕􀤕􀤕 （上接第120页） 设备之间的联机闭锁； 综合保护各传感器利用原主斜 井带式输送机设备重新设置， 也无需新购； （5） 备品备件 考虑到主斜井带式输送机的咽喉位 置和对矿井实现年生产目标的重要性， 建议改造时新 购1套传动滚筒和1套高张力改向滚筒备件。 4主斜井带式输送机凹弧半径的校核计算 主斜井带式输送机尾部设一段凹弧段， 输送机坡 度由16变为0， 凹弧半径365.891m， 下式对该凹弧半 径进行核算 Ra≥ ΚαS qBgcosβ 1.250000 37.89.81cos16.5o 167 （m） 式中 Ka动载荷系数， 取1.2； S凹弧段起点的张力， 按张紧装置的最大能力 取值，S＝50000N。 根据上述现有的凹弧半径满足最小凹弧半径要 求， 不会发生 “飘带” 现象。 5结语 根据矿井实际生产情况， 对矿井主运输系统进行 改造， 经过详细的方案比较， 主斜井与13煤层主运输 大巷各装备一台带式输送机， 两部前后搭接的改造方 案， 该技术方案主斜井带式输送机机头传动滚筒的受 力与改造前的主斜井带式输送机相差不大， 机头传动 部及基础基本可以不变， 需要更换的设备较少， 在降低 投入成本的同时， 使得改造工期大大缩短， 有效地保证 了矿井的正常生产。 123