实验 1 某构造斜井井轨迹计算
实验1 斜井水平投影图的编制及井轨迹确定
一、实验目的
斜井和定向井
井位确定的需要
为合理开发油田，对井身质量提出严格要求。但是某些井或一口井的部分井段，由于地层倾斜、岩性变化及钻井技术措施不当等原因使井发生偏斜；另外由于地质或钻井工程上的需要，要求钻一些定向井。为准确了解地下井位，有必要计算斜井的井轨迹并编制井斜水平投影图。
通过本次井轨迹计算，主要了解与掌握以下三点内容：
1、了解井斜测量数据的基本构成及其空间意义；
2、掌握斜井井轨迹的计算方法；
3、掌握井斜水平投影图编制方法及用途。
二、依据标准
1行业标准（内部标准）
三、基础资料
1、A井井斜测量数据；
四、实验原理
1、井斜测量数据构成
a 井斜角；b方位角；c 全变化角（狗腿角）
井眼轨迹
狗腿角
图1 井斜角、方位角概念、全变化角空间示意图
2、井斜水平投影图编制
井斜水平投影图就是把某斜井的各个斜井段投影到某一水平面上所得到的图件，反映实际井底偏离井口的水平位移和方位，及钻遇目的层的垂直井深，是油气勘探、开发的基础图件之一。
图2 某斜井井轨迹平面投影图
根据（图2）三角形AOB的关系，可知：
H = L·cosα
S = L·sinα
O′A′=OA=L·sinα即为斜井段L在水平面上的投影。
同理，如果一口斜井由多个斜井段组成，则在水平面上可得到相应的水平投影，从而构成一口斜井的水平投影图。
3、井轨迹的确定
井轨迹的确定有两种方法，一种是做图法，一种是计算法。
做图法是通过编制不同井段的在水平面上或垂直面内的投影，根据投影的矢量累积来确定其轨迹。水平投影具有矢量性，将其起始点和终止点进行连线，即为矢量和，表明了投影的方向和大小，用累积方位角和偏移距表征偏移情况。对矢量进行分解，可行到X方向和Y方向的矢量增减，即坐标变化，进而求得整体的水平方向上的各方向的位移。垂向上的弯化是单向的，因而对于垂向的投影只需要计算出值的大小即可确定其垂直深度增加量，相对较为简单。
计算法采用不同各知量之间的关系，通过不同层段的适量的计算、分解，求取累积知量变化，，即可得到井井深入的真实位位置。
五、实验内容及步骤
1、A井的井斜水平投影图；
1）在方格纸上选适当位置为坐标原点（即井口）。画出十字的井口坐标。
2）计算各测点间斜井段的水平位移
Si＝Li×sinαi（i＝1，2，3,...n）
3）分别绘出各测点的方位及水平位移（βi，Si），依次连成点线，点的位置代表测点，测点间用直线相连，即为该井的井斜水平投影图。
4）从井口与井的最后一测点连线，得出总的水平位移和总的井斜方位角（S总、β总）。
5）图件整洁完整
2、计算A井井底坐标及井斜总方位角和偏移距；
1）由A井的井斜水平投影图分解得到X、Y方向偏移距，确定X、Y坐标；
2）由各段的真实垂深算出累积真实垂深；
3）由垂深和井口补心海拨计算得到井底海拨
4）由图中直接量出总方位角和偏移距；
3、计算井深1600米处的真实坐标值。
六、实验仪器
1 直尺
2 量角器
3 2B铅笔及橡皮
4计算器
5 A4坐标纸1张
6计算器（计算机及EXCEL软件）
7 报告纸1张
七、问题思考
1、如何从井斜水平投影图上求得该井某深度的平面坐标位置？
2、为什么要对斜井进行井斜校正（井斜校正的目的是什么）？
八、参考资料
1、陈恭洋油气田地下地质学，石油工业出版社，北京，2008，20-30.
实验资料
附表1：A井井斜数据表（补心海拨200 m）
附表2：井斜角及方位角三角函数参数表
斜井提升系统能力核算
一级提升暗斜井提升系统能力核算 试选用JTPB-1.6×1.5P型矿用防爆提升绞车，配套电机功率185kW。 一级提升暗斜井提升系统能力核算： 一级提升暗斜井提升斜长664m，提升倾角25°。 1、选型依据 1）年产量(A1)：生产能力90kt/a。 2）矸石率(Ar)：10%，则An=9kt/a。 3）工作制度：年工作日(br)330d，每天净提升时间(t)16h。 4）提升型式：单钩串车提升。 5）装矸容器：MGC1.1-6型固定箱式矿车，矿车规格特征见 表2-3-2-1，m1=610kg，m2=1000kg，LC=2m。 6）提升斜长（hS）： LT =664m 7）提升倾角（）：25°。 8）原煤松散密度1.0t/m3，矸石松散密度1.8t/m3。 9）炸药：1次/班。 10）设备：1次/班。 11）木材：1次/班。 12）钢材：1次/班。 13）车场型式：上、下平车场。 14）提升最重件：MP100-TP2型采煤机最大不可拆卸重量为1.8t。
经比较，选取CTY5/6GB 型矿用防爆蓄电池机车(不含蓄电池)4.1t 作为提升最重件。 2、提升煤/矸车时，一次提升量和车组中矿车数的确定 1）计算提升斜长 L= LT+LK=664+25=689m 式中：LK —车场长度，即上部车场至尾车停车点距离，取LK =25m 。 2）初步确定速度图参数 （1）最大提升速度m ' ν=4m/s （2）平车场速度 ν=2.0m/s ， （3）车场加、减速度=0.3m/s2 （4）主加、减速度==0.5m/s2 （5）摘挂钩时间，=25s 3）计算一次提升循环时间 T=(15.84+4.2+159.60+4.2+15.84+25)×2=449.36s 4）一次提升需要提升量 mB =16330360036 .4499900025.1????=2.94t 式中：c ——提升不均衡系数，取c=1.25； An ——年提升量，矿井出矸率取10%，An=A1（1+Ar ）=99000t 。 5）一次提升矿车数 99.093 .2= = q Q n =2.96辆 式中：1.10.19.0''??=??=V q ρ?=0.99t
主斜井管理补充规定
南川新世纪煤矿 主斜井提升管理补充规定 为了防止主斜井提升运输事故的发生，确保主斜井提升运输安全，特作如下补充规定： 1、主斜井提升前，把钩工必须检查斜坡设施，如有不完好必须马上汇报处理。 2、把钩工要严格执行操作规程，开车前必须认真检查各防跑车装置和防跑车装置的安全性能，检查各矿车的连接情况，装载情况，牵引车数如不符合要求不准发出开车信号。 3、把钩工严禁先打开挡车装置后进行挂钩操作，严禁矿车在没有运行到安全停车位置就提前摘钩。 4、把钩工严禁在绞车松绳较多的情况下把矿车推过变坡点，严禁用不合格的物件代替插销。 5、把钩工严禁没有挂钩或没有认真挂好就将矿车推入斜井。 6、严禁提升车辆未全部进入安全平坡道就提前摘钩。 7、绞车司机要严格执行操作规程，开车前必须认真检查制动装置及其他安全装置，操作绞车时要准、稳、快，特别注意防止松绳冲击现象。 8、斜坡提升时，正常提升的最大速度不得超过3.5m/s,提升到上挡车栏出必须减速运行（减为二档），运行速度不得超过2m/s，达到平稳停车。 9、避免绞车滚筒提升重量单边，造成绞车运行速度不能控制。
主斜井提升串车数量规定：主斜井正常组串车个数规定为6个矿车。①、提升煤矸时，组车桶数为6个；②、下放炸药等材料，井下车场无重车时，挂空桶进行组车个数必须是下放串车的相应个数；③、下放重型物件时，井下车场必须挂相应的重车个数组串车进行配重，使绞车主、副滚筒提升重量平衡。 10、严禁超挂矿车，超长、超高、超宽、超重等特殊物件必须有单项安全技术措施。 11、主斜坡运输在任何情况下严禁蹬钩。 12、本补充规定自宣布之日起执行。 机运队 2012-7-30 附：绞车运输事故的预防措施 1、预防过卷 因绞车操作工精神不集中、操作失误或自动减速装置失灵，使串车或其他提升容器提升到上部终点停车位置0.5 ～1m 以上，称为过卷。为了防止过卷造成的危害，在上部终点停车位置以上0.5 ～1m 处，装设过卷保护开关。当串车或提升容器触及该开关后，绞车自动断电，保险闸施闸。由于从过卷开关动作到保险闸闸块接触到绞车滚筒闸轮有一段空动时间，因而串车或提升容器在高速运行惯性力的作用下将仍可上行一段距离，即使保险闸闸块与闸轮接触施闸后，还会出现串车或提升容器继续上行一段距离。所谓留有足够的过卷距离，就是指串车或提升容器在正常运行速度情况下，触及过卷开关后继续
矿山机电系统复习题及答案
机电系统复习题 1.安全质量标准化机电运输系统分为三个等级，各等级对得分的要求？ 答:一级90分及以上；二级80分及以上；三级70分及以上。 2.安全质量标准化煤矿机电专业一级必备条件：矿井机电设备综合完好率？大型固定设备完好率？设备待修率？事故率？ 答：矿井机电设备综合完好率在90%以上，大型固定设备台台完好，设备待修率在5%以下，事故率在1%以下。 3.机电运输专项治理会战，机电运输重点推进项目有哪些？ 答：采掘供电管理、采掘移动设备管理、皮带运输管理、采掘运输管理、季节性重点工作。 4.防爆电气设备入井前，应做哪些检查验收工作？ 答：防爆电气设备入井前，应检查其“产品合格证”、“煤矿矿用产品安全标志”及安全性能；检查合格并签发合格证后，方准入井。 5.井下高压电动机、动力变压器的高压控制设备应具有那些保护？ 答：井下高压电动机、动力变压器的高压控制设备，应具有短路、过负荷、接地和欠压释放保护。 6.井下由采区变电所、移动变电站或配电点引出的馈电线上应具有哪些保护？ 答：井下由采区变电所、移动变电站或配电点引出的馈电线上，应装设短路、过负荷和漏电保护装置。 7.低压电动机的控制设备应具有那些保护？ 答：低压电动机的控制设备，应具备短路、过负荷、单相断线、漏电闭锁保护装置及远程控制装置。 8.井下照明和信号装置，应采用具有那些保护的综合保护装置配电？
答：井下照明和信号装置，应采用具有短路、过载和漏电保护的照明信号综合保护装置配电。 9.硐室内各种设备与墙壁之间距离怎样规定的？ 答：硐室内各种设备与墙壁之间应留出0.5m以上的通道，各种设备相互之间，应留出0.8m以上的通道。对不需从两侧或后面进行检修的设备，可不留通道。 10.隔爆型电气设备安装时，与水平面倾斜度不得超过多少度？ 答：不超过15度。 11.矿井高低压电力电缆敷设在巷道同一侧时，电缆之间间距是多少？ 答：高、低压电力电缆敷设在巷道同一侧时，高、低压电缆之间的距离应大于0.1m。高压电缆之间、低压电缆之间的距离不得小于50mm。 12.电器设备接线时，电缆护套穿入进线嘴长度有何要求？ 答：电缆护套穿入进线嘴长度一般为5～15mm。 13.掘进工作面正常工作的局部通风机与备用局部通风机自动换机试验有何要求？ 答：每天应进行一次正常工作的局部通风机与备用局部通风机自动切换试验，试验期间不得影响局部通风，试验记录要存档备查。 14.井下接地电网的接地电阻的测试周期？ 答：每季度测试一次。 15.井下接地电网任一保护接地点电阻值不超过多少欧姆？ 答：接地网上任一保护接地点的接地电阻值不得超过2Ω。 16.由地面直接入井的轨道及露天架空引入（出）的管路，如何做好防雷接地？ 答：由地面直接入井的轨道及露天架空引入（出）的管路，必须在井口附近将金属体进行不少于2处的良好的集中接地。 17.机电运输管理办法中，对雨季防雷电测试工作有何要求？
提升绞车过卷与过放距离计算
提升绞车过卷与过放距离计算 1、主提JKZ—2.8/15.5型绞车 （1）提升最大绳速计算 S主=（587÷15.5÷60）×3.14×2.8=5.6m/s 经计算提升机过放距离小于《煤矿安全规程》第397条表六中规定的数值，满足施工要求。 （2）提升过卷高度验算（5m3吊桶为例） h4=H-(h1+h2+h3+0.5R)=26.364-（10+1.5+7.08+0.75）=7.034m，式中：H—为井架高度即井口水平到天轮平台的距离，26.364m h1—翻矸台高度，取10m h2—吊桶卸矸所需高度，1.5m h3—吊桶、钩头、连接装置和滑架的总高度， h3=3.48+2.5+1.1=7.08m h4—提升过卷高度 R—提升天轮公称半径，1.5m 过卷高度大于《煤矿安全规程》规定的3.03m，满足施工要求。 2、副提2JK—3.5/20型绞车 （1）提升最大绳速计算 S副=（593÷20÷60）×3.14×3.5=5.4m/s 经计算提升机过放距离小于《煤矿安全规程》第397条表六中规定的数值，满足施工要求。 （2）提升过卷高度验算（5m3吊桶为例） 绞车最大绳速为5.4m/s。 h4=H-(h1+h2+h3+0.5R)=26.364-（10+1.5+7.08+0.75）=7.034m，式中：H—为井架高度即井口水平到天轮平台的距离，26.364m h1—翻矸台高度，取10m h2—吊桶卸矸所需高度，1.5m h3—吊桶、钩头、连接装置和滑架的总高度， h3=3.48+2.5+1.1=7.08m h4—提升过卷高度 R—提升天轮公称半径，1.5m 过卷高度大于《煤矿安全规程》规定的2.98m，满足施工要求。
副斜井提升设备计算书
副斜井提升设备计算书 1.设计依据 （1）年生产能力A n =600kt/a （2）提升斜长L j =382m，倾角α=19° （3）提升方式：单钩串车提升，每钩设计限挂3辆矿车 （4）最大班提升量 设备材料： 10车/班 矸石材料： 5车/班 爆破材料： 2次/班 其它作业： 5车/班 （5）最大件重量： Q m =5t｛（采煤机中间箱（电控部和液控部）｝ 2.提升容器 （1）选用MGC1.1-6A，1吨固定矿车，载矸1.8t，自重592kg，取600kg； （2）升降下大件时选用MP10-6平板车，自重G c =811kg，名义载重10t。 3.选型计算 （1）钢丝绳选择 绳端荷重Q值计算 1）提升3辆矸石车时的绳端荷重 Q 1＝3×（1800＋600）×（sin19°＋f 1 cos19°）＝2446.2kgf＝24.0kN 2）提升最大件时的绳端荷重 Q 2＝（5000+811）×（sin19°＋f 1 cos19°）＝1974.3kgf＝19.3kN 式中： W—最大件重量5000kg（不含承载车重）；
f 1—摩擦因数f 1 =0.015。 3）钢丝绳单位绳重P K 值计算 P K ＝Q 1 /[11δ B /m a -L 1 （sinα＋f 2 cosα）] ＝2446.2/[（11×1570）/7.5-451×（sin19°＋0.25cos19°）] ＝1.06kg/m 式中： δ—钢丝绳的公称抗拉强度δ=1570Mpa； f 2—钢丝绳的摩擦因数f 2 =0.25； Lc—钢丝绳悬垂长度，Lc=451m； m—为安全系数（下大件、提物：7.5，）。 设计采用18-NAT-6×19S＋FC-1570-ZZ-167-119型钢丝绳，单位质量 P k =1.19 kg/m，其最小破段拉力总和为Σf＝167×1.214＝202.7kN。 ②最大静拉力F m 值计算 F m1＝Q 1 ＋P K L c （sinα＋f 2 cosα）=27.0kN ②全系数验算 提矸石时：m 最＝Σf/ F m1 ＝202.7/27.0＝7.51＞7.5 说明选用的钢丝绳能够满足提升要求。 （2）提升机 设计利用已安装的一台单滚筒JTP-1.6型绞车，其滚筒直径D=1600mm，宽度B=1200mm，i＝20，Fm＝45kN，Fmc＝45kN，V＝3.06m/s。 1）滚筒直径D D g ＝80D＝80×18＝1440mm＜D＝1600mm Dg’≥1200δ max ＝1200×0.5＝600mm＜D＝1600mm 说明设计选用提升机滚筒直径与钢丝绳绳径之比符合《煤矿安全规程》规定。 2）最大静拉力F m1 见前面计算，计算结果说明用此单滚筒提升机运行,提升 最大件及人员时的最大静拉力F m1 均可满足要求。
2018主提升绞车选型设计和能力计算
提升设备选型设计 一、主斜井提升设备 由于矿井采用平硐、暗斜井联合开拓，本次设计在+230m水平主斜井装备一套矿用双筒变频单绳缠绕式提升设备，担负+170m水平煤炭、矸石、设备、材料的提升任务。 1、设计依据 工作制度：330d/a，每天四班作业，三班提升，每天净提升时间16h； 提升标高：+170～+230m； 斜井长度：190m； 倾角：25°； 车场形式：上、下均为平车场。 提升量： 煤：90kt/a 矸石：22.5kt/a 材料：5次/班设备：4次/班 其它：3次/班最大件：5t 提升方式：双钩串车提升，下放空串车，提升重串车。 提升容器：煤和矸石运输采用MG1.1—6B型1.0t固定箱式矿车，材料运输采用MC1.5—6A型1.5t材料车，设备运输采用MP1.5—6A型1.5t平板车。 2、提升设备选型 （1）一次提升循环时间 T=（2 L+10）/ V m+4 V m+115 式中 T ——提升循环时间； V m——提升速度，m/s，取2.0m/s。
T=（2×190+10）/2.0+4×2.0+115＝3s 经计算，一次提升煤、矸、材料、设备及其它的时间为3s 。 （2）最大班提升时间 ① 小时提升量A x （t/h ） 16 3302.125.1???= A A x 式中 A ——矿井年提升量，112.5kt/a ； 1.25——提升不均衡系数； 1.2——提升能力富裕系数； 330——年工作日数； 16——日工作小时数。 h t A x /0.3216 330112500 2.125.1=???= ② 一次提升量 次/53600 3 0.323600t T A Q x =?=?= （3）一次提升矿车数 ①一次提升矿车数Z 1(辆)按下式计算： Vc Q Z ψγ= 1 式中 Ψ——装载系数，倾角为25°时，Ψ取0.85； γ——煤的散集密度取1.0t/m 3，矸石的散集密度取1.7t/m 3； Vc ——矿车容积，为1.1m 3； 煤：Z 1＝3.48/(0.85×1.0×1.1)=3.7(辆)，提升煤炭时一次提升7辆； 矸：Z 1＝3.48/(0.85×1.7×1.1)=2.2(辆)，提升矸石时一次提升6辆。 ②根据连接器强度计算矿车数
煤矿提升机制动力矩相关验算
提升机相关数据验算
副斜井提升机相关数据验算 副斜井提升系统技术参数： 绞车型号：2JK-3*1.5/25 最大静张力：13000kg 最大静张力差：8000kg 一次提物载重量：5*1800=9000kg 最大速度：3.76m/s 一辆矿车自重：600kg 提升斜长：866m 钢丝绳单位重量：4.14kg/m 倾角：11-25° 一、提升机变位质量计算： ∑m=∑G/g=（G主+ G天+ G电+ G移）/g 1、G主=20268 kg（提升机主机部分变位质量，包括减速器，查图纸） 2、G天=2*90D2=1620 kg 3、G电=GD2*625/9=25750 kg（电动机转动惯量为92.7 kg·m） 4、G移=2P（H+7πD+35）+Q+2Q Z= 23205kg ∑m=∑G/g=70843/9.8=7229 kg 二、最大静张力及最大静张力差验算： F j=12000*(sinα+ψ1*cosα)+p*L*(sinα+ψ2*cosα） =8636 kg＜13000 kg (提升机额定最大静张力) 满足要求 F jc= F j-5*600(sinα-ψ1*cosα) =7175 kg＜8000 kg(提升机额定最大静张力差) 满足要求 三、安全制动力矩倍数 《煤矿安全规程》432条规定：提升机制动时产生的制动力矩与实际最大
静载荷力矩之比不得小于3，取K≥3 四、最大油压计算 Pmax= p x + p f=5.32MPa p x=K1*K* F jc/n*A*μ=3.67MPa K1:R/Rm=1.5/1.7=0.88，一般取0.9 A：制动器油缸面积：94cm2 μ:闸瓦磨损系数0.35 n：制动器个数16个 p f=1.65 MPa（制动器综合阻力的油压折算值，一般取1.65 MPa）Pmax=5.3 MPa 五、二级制动油压计算 1、二级制动油压计算 P2=2 p x-(∑m1* ax +F1)/A*n=2.45 MPa p x= 3.67MPa ∑m1(不包括提升机部分的变位质量计算得24825kg) ax:安全机械减速度，计算得2.59m/s2 F1:下放侧静张力=（Q自+PH）sinα=(3000+866*4.14) sin30=3292 A：制动器油缸面积：94cm2 n：制动器个数16个 2、二级制动延时时间计算： tz=t空+ Vm/ax=1.7 s t空:制动器空动时间，规程规定不得超过0.3s,取0.25 s Vm：最大提升速度：计算得3.76m/s
井眼轨道参数的插值计算
井眼轨道参数的插值计算 由于实钻井眼轨道的测点与钻柱单元体的划分可能并不一致，因此钻柱单元体边界点对应的井眼轨道参数必须靠插值计算获得。插值结果的准确与否，对钻柱单元体的受力计算有着直接的影响。因此，提高插值计算的精度具有重要意义。 由于测点是离散的，无法知道各测段内井眼轨道的实际形态，所以测段内某点几何参数的计算方法都是建立在一定假设的基础上的。这些计算方法多数是将测段内的井眼轨道假设为直线、折线和曲线等，早期，由于计算机能力的限制，以平均角法和平衡正切法为代表直线或折线假设，因其计算简单快速，曾经被广泛应用，但随着钻井技术的发展，弯曲的井眼轨迹增多，如果仍采用直线或折线假设，则计算精度相对较低。由于计算技术的高速发展，直线或折线假设，目前几乎淘汰，取而代之的是以圆柱螺线和空间圆弧曲线等为代表的曲线假设，大行其道。 在进行插值计算时，各插值点的坐标增量可以采用不同的计算方法，但坐标值的累加形式是相同的，即（X 为东向位移，Y 为北向位移， Z 为垂直向位移，S 为水平位移） ?????????? ??+=?+=?+=?+=?+=?+=φ φφa a αS S S Z Z Z Y Y Y X X X 1212121212 12 所以，在以下的计算方法中将只给出坐标增量的计算式。 典型轨迹模型插值 1、正切法： 正切法又称下切点法，或下点切线法。此法假定两相邻测点之间的孔段为一条直线，长度等于测距，该直线的井斜角和井斜方位角等于下测点的井斜角和井斜方位角，整个钻孔轨迹是直线与直线相连接的空间折线。
正切法井身轨迹计算图 如图1所示，1、2 是孔身轨迹上相邻的两个测点，1′、2′是 1、2 两个测点的水平投影。该测段的井斜角和井斜方位角等于下测点 2 的井斜角和井斜方位角。 对于切线法，上下两个相邻测点间各参数的计算公式如下： 2 2222 2cos sin sin sin sin cos φαφαααL Y L X L S L Z ?=??=??=??=? 式中： Z ?——测段上下测点间垂直深度的分量（增量）（以下同）； L ?——测段上下测点间沿钻孔轴线的距离（以下同）； Y ??X ——分别为测段上下测点间水平位移在 X 轴（西东方向）的分量（增量）；水平位移在 Y 轴（南北方向）的分量（增量）（以下同）； 22 φα——分别为测段下测点的井斜角和井斜方位角。
井眼轨迹的三维显示
中文摘要 井眼轨迹的三维显示 摘要 本文介绍了国内外井眼轨迹三维显示技术的研究现状，归纳了常规二维定向井轨道设计原则和几种轨道类型的计算方法，以及井眼轨迹测斜计算的相关规定、计算模型假设和轨迹计算方法。从井位、井下测量和计算三个方面对井眼轨迹误差进行了讨论并简要说明了不同的井眼轨迹控制。在此基础之上，利用VB和MATLAB软件编制了井眼轨迹的三维显示软件，并简要介绍了该软件的设计流程、主要功能和难点处理，指出了软件的不足之处，展示了井眼轨迹三维绘图的所有运行界面，并附上软件说明书。最后，对井眼轨迹三维显示开发的研究方向进行了展望。 关键字井眼轨迹三维显示 MATLAB Visual Basic 轨迹计算轨道设计误差分析
重庆科技学院本科生毕业设计英文摘要 Abstract In this paper, at home and abroad well trajectory 3-D display technology of the status quo，Summarized the conventional two-dimensional directional well the track design principles and track several types of calculation method，And the well trajectory inclinometer terms of the relevant provisions, the model assumptions and trajectory calculation. From the wells, underground measurement and calculation of the three aspects of the well trajectory error was discussed and a brief description of the different well trajectory control. On this basis, using VB and MATLAB software produced a hole trajectory of the three-dimensional display software, and gave a briefing on the software design process, and difficulties in dealing with the main function, pointed out the inadequacy of the software, demonstrated the well trajectory 3-D graphics interface all the running, along with software manuals. Finally, the well trajectory 3-D display development direction of the prospect. Keyword:Well trajectory；3-D display；MATLAB ；Visual Basic；trajectory calculation ；trajectory design ；Error Analysis
煤矿主提升绞车选型设计
煤矿主提升绞车选型设计
副斜井提升系统设计报告
一、XXX煤矿概况 (2) 二、绞车选型设计 (2) （一）................................... 、提升系统概况2. （二）................................. 、设计计算的依据2 （三）.................. 、一次提升量和车组中矿车数的确定3 （四）............................... 、提升钢丝绳的选择3 （五）................................. 、绞车的选型计算7? （六）、绞车电机功率计算.................... 8 三、结论及存在的问题...................................... 9. （一） ........................................... 、结论9? （二）................................. 、设计存在的问题9 四、过卷距离计算依据 (10)
一、XXX煤矿概况 矿井设计生产能力15万吨，井田面积0.6488km2,剩余可采储量162.6万吨，服务年限7.7年；开采二1煤层，煤层平均厚度6.48m, 煤层平均倾角7°;煤尘无爆炸危险性，煤层自燃发火等级皿级，为不易自燃煤层；瓦斯相对涌出量0.97m3/t，绝对涌出量为4.94 m3/min，属瓦斯矿井；矿井水文地质条件简单，矿井设计正常涌水量30?50m3/h,最大涌水量为150m3/h。采用主、副斜井提升。其中副斜井斜长220m、坡度22度、断面12m2,提升物料及提矸任务，主斜井皮带运输。 二、绞车选型设计 （一）、提升系统概况
副井主绞车与11
副井主绞车与11.4辅助绞车提升能力验算 一、提升装置 该矿井采用斜井开拓方式，地面布置了三个井筒，即：主斜井、副斜井、回风斜井。本矿升降人员选用可摘式架空人车，设计在副斜井设置提升设备时只考虑运送物料。 (一)、副斜井提升设备 1、副斜井绞车设计依据 提升设计有关参数如下： ⑴提升倾角17°，巷道长度488m； ⑵工作制度：年工作日为330d，每天四班提升； ⑶提升量：矸石量4.5万吨/年，45吨/班，材料、设备6车/班； ⑷提升容器： U型1m3型侧翻式矿车，自重500kg，72辆；MC1-6A材料车自重494kg，最大件重量1700 kg，5辆。 每天提升时间：16h。 2、一次提升量和串车矿车数的确定 ⑴提升斜长 L＝L X ＋L D ＝488＋40＝528 (m) 式中：L X ——斜井长度(m)； L D ——车场长度，取40m。 ⑵一次提升循环时间： T X ＝2L/V P ＋80＝(2×528)/2.0＋80＝608(s) 式中：V P ——提升速度，取2.0m/s。 ⑶一次性提升量 ①小时提升量 A X ＝（1.25×1.2×A）/（330×16） ＝（1.25×1.2×45000）/（330×16） ＝12.7（t） 式中：A——矿井年运料量（t/a）； 1.25——提升不均衡系数； 1.2——提升能力富裕系数； 16——日提升小时数。
②一次提升量 Q＝（A X ×T）/3600＝（12.7×608）/3600＝2.2（t）⑷一次提升矿车数 ①按产量要求计算矿车数 Z 1＝Q/（ψ×γ×V C ）＝2.2/（0.9×1.7×1.0）＝1.4（辆） 式中：ψ——装载系数，取0.9； γ——运物的散集密度（t/m3），取1.7； V C ——矿车容积（m3），1.0。 通过计算，一次提升矿车数Z 1 取4辆。 ②按连接器强度验算车数： Z 2≤ ) cos )(sin ( 6000 1 2 1 β βf G G+ + ≤6000/ [（500＋1700）（sin17°＋0.015cos17°）] =6.3＞4(个) 故确定每次提2个矿车合适。 3、提升钢丝绳选择 ⑴钢丝绳绳端荷重Q 端 Q 端＝Z 1 （G 1 ＋G 2 ）（sinβ＋f 1 cosβ） ＝4（500＋1700）（sin17°＋0.015cos17°）＝1919.3（kg） 式中：G 1 ——容器自重（kg）； G 2 ——荷载重量（kg）； f 1——提升容器运动时的阻力系数，f 1 取0.015； ⑵钢丝绳长度 L C ＝L+50 ＝528+50=578（m） f 2——钢丝绳运动时的阻力系数，f 2 取0.3。 选用圆股钢丝绳：6×7股绳纤维芯，d＝20mm，P K ＝1.14kg/m，破断拉力总 和为Q Z ＝16122kg。
钻井工程井眼轨道设计与轨迹控制
. 第五章井眼轨道设计与轨迹控制 1．井眼轨迹的基本参数有哪些？为什么将它们称为基本参数？08 答： 井眼轨迹基本参数包括：井深、井斜角、井斜方位角。这三个参数足够表明井眼中一个测点的具体位置，所以将他们称为基本参数。 2．方位与方向的区别何在？请举例说明。井斜方位角有哪两种表示方法？二者之间如何换算？ 答： 方位都在某个水平面上，而方向则是在三维空间内（当然也可能在水平面上）。 方位角表示方法：真方位角、象限角。 方位线位置真方位角与象限角关系 真方位角＝象限角第一象限 真方位角＝180°第二象限－象限角 真方位角＝180°＋象限角第三象限 －象限角360°真方位角＝第四象限 水平投影长度与水平位移有何区别？视平移与水平位移有何区别．?3 答：水平投影长度是指井眼轨迹上某点至井口的长度在水平面上的投影，即井深在水平面上的投影长度。水平位移是指轨迹上某点至井口所在铅垂线的距离，或指轨迹上某点至井口的距离在水平面上的投影。在实钻井眼轨迹上，二者有明显区别，水平长度一般为曲线段，而水平位移为直线段。视平移是水平位移在设计方位上的投影长度。 4．狗腿角、狗腿度、狗腿严重度三者的概念有何不同？答：狗腿角是指测段上、下二测点处的井眼方向线之间的夹角（注意是在空间的夹角）。狗腿严重度是指井眼曲率，是井眼轨迹曲线的曲率。 ．5 垂直投影图与垂直剖面图有何区别？答：垂直投影图相当于机械制造图中的侧视图，即将井眼轨迹投影到铅垂平面上；垂直剖面图是经过井眼轨迹上的每一点做铅垂线所组成的曲面，将此曲面展开就是垂直剖面图。 6．？实际资料中如果超过了怎么办？180 为什么要规定一个测段内方位角变化的绝对值不得超过答： 测斜计算，对一个测段来说，要计算那些参数？对一个测点来说，需要计算哪些参数？测段计算与测7．点计算有什么关系？答：坐标增量和井眼曲率；测斜时，对一个测段来说，需要计算的参数有五个：垂增、平增、N坐标增量、E 坐标、视平移）对一个测点来说，需要计算的参数有七个：五个直角坐标值（垂深、水平长度、E坐标、N 和两个极坐标（水平位移、平移方位角）。. .
煤矿主提升绞车选型设计
. . . . 副斜井提升系统设计报告 . 资 料. .. .
目录 一、XXX煤矿概况 (2) 二、绞车选型设计 (2) （一）、提升系统概况 (2) （二）、设计计算的依据 (2) （三）、一次提升量和车组中矿车数的确定 (3) （四）、提升钢丝绳的选择 (3) （五）、绞车的选型计算 (6) （六）、绞车电机功率计算 (8) 三、结论及存在的问题 (9) （一）、结论 (9) （二）、设计存在的问题 (9) 四、过卷距离计算依据 (10) 1
1 一、XXX煤矿概况 矿井设计生产能力15万吨，井田面积0.6488km2,剩余可采储量 162.6万吨，服务年限7.7年；开采二1煤层，煤层平均厚度6.48m，煤层平均倾角7o；煤尘无爆炸危险性，煤层自燃发火等级Ⅲ级，为不易自燃煤层；瓦斯相对涌出量0.97m3/t，绝对涌出量为4.94 m3/min，属瓦斯矿井；矿井水文地质条件简单，矿井设计正常涌水量30～50m3/h，最大涌水量为150m3/h。采用主、副斜井提升。其中副斜井斜长220m、坡度22度、断面12m2，提升物料及提矸任务，主斜井皮带运输。 二、绞车选型设计 （一）、提升系统概况 XXX提升系统示意图 （二）、设计计算的依据
1 1、年生产量A N ＝15t/a,矸石率25%。 2、斜井倾角：β=22° 3、副井斜长220m ，根据绞车房的位置，实际提升斜长为L t ＝250m 。 4、工作制度：年工作日br =300天，二班作业，每天净提升时间t ＝12小时。 5、提升不均衡系数：C=1.25 (有井底煤仓时C=1.1～1.15，无井底煤仓时C=1.2；矿井有两套提升设备时C=1.15，只有一套提升设备时C=1.25)。 6、煤矿提煤与矸时，选用1.0m 3U 型侧翻式矿车。 矿车自身质量：k Q =600kg ； 矿车载煤量：zm Q =1000kg ； 矿车载矸石量：zg Q =1500kg 。 （三）、一次提升量和车组中矿车数的确定 初步确定最大提升速度m ax v ，根据《煤矿安全规程》规定：倾斜井巷内升降人员或用矿车升降货物时，m ax v ≤5m/s ，目前单绳缠绕式提升初步确定最大提升速度。本设计初步确定最大提升速度m ax v =2.5m/s 。 1、每次提升的持续时间计算 正常加速时段取10s ，正常减速时段取10s ，爬行及抱闸停车时间取5s ，停车换车时间取100s, =?+='2)125263.0(t g L T 434.1 (s) 2、一次提升量的确定 =?'+=3600%251t b T A Ca Q r g N f ）（ 3.77 (t)
井眼轨迹计算新方法
井眼轨迹计算新方法 王礼学陈卫东贾昭清吴华 （四川石油管理局川东钻探公司） 摘要：在钻井和地质工作中常用的井眼轨迹计算方法有5种，算法复杂程度和精度各不相同。其原理一类为将相邻两井斜测点视为一直线，算法较简单；另一类则是将相邻两井斜测点视为一平面曲线，算法稍复杂。一般地，基于平面曲线的算法其精度优于基于直线的算法。本文将介绍一种井眼轨迹计算的新方法─积分法，其原理是一种基于空间曲线的方法，其精度将高于常用的井眼轨迹计算方法，但算法稍复杂。 主题词：井深井斜角方位角井眼轨迹计算公式 钻井工程和地质工作中井眼轨迹计算是十分频繁的工作。随着地质勘探目标的更加精细，特别是定向井对地下靶心的准确定位，对井眼轨迹的确定提出了更高的要求。井眼轨迹的确定包含两部分，一是井眼轨迹的测斜工作，二是测斜数据的处理工作。井眼轨迹计算便属后者。本文介绍的是测斜数据处理新方法。 井眼轨迹是展布在三维空间中的一条曲线，这条曲线是通过测斜数据确定的。它据包括：井深(Measure Depth)L、井斜角(Hole Angle)α、井斜方位(Hole Direction)φ，称之为井斜要素或定向要素。通过井眼轨迹计算，得出以井口位置为坐标原点的各测量点的正北、正东和垂直位移以及水平位移、位移方位等。 目前国内外井眼轨迹计算方法常用的有正切法(Tangential Method)、平均角法(Angle-Averaging)、平衡正切法(Balanced Tangential Method)、圆柱螺线法(Cylind-Spiral Method)和最小曲率法(Minimum- Curvature Method)等等。前三种方法将相邻两测点的井眼轨迹视为一直线(或折线)，后两种方法将邻两测点的井眼曲线视为一平面曲线。事实上，相邻两测点间的井眼轨迹为一空间曲线，而且不同井所对应的空间曲线不相同。我们不可能也没必要去求取每口井的实际井眼曲线，前面提到的5种常用方法都是实际井眼轨迹(空间曲线)的近似。根据实际计算和理论分析，基于平面曲线方法的圆柱螺线法和最小曲率法比基于直线方法的正切法、平均角法和平衡正切法要精确些，故在钻井工作中常用圆柱螺线法和最小曲率法来计算井眼轨迹。 本文将介绍一种井眼轨迹计算的新方法─积分法(Integral Method)，它是
斜井绞车提升能力计算
竖井绞车由于设备简单、掘进速度快、工期短、井筒延伸方便、造价低、压煤少、防震好以及安全性好等特点。因此，现应用广泛，那么提升能力应该如何计算呢? 一、已知条件 1、使用地点: 七采区1510进风材上，使用地点斜巷最大倾角(a ) 25度，使用地点斜巷长度(L)22.5m;绞车钢丝绳端载荷(包括提升容器自身重量) (W) 4000kg; 2、绞车性能参数: 绞车型号: JD-25KW; 绞车额定牵引力(F): 16KN; 电动机功率: 25KW 最大绳速: 1. 20m/s 电动机转速: 1470r/min 重量: 1470kg
容绳量: 400m 钢丝绳直径: 16mm钢丝绳直径(φ) : 18. 5mm; 传动比: 35.2绞车用钢丝绳每米重量(q) : 1.11Kg;绞车用钢丝绳最小总破断力(Q) : 158KN。 二、提升能力验算 1、实际提升时较大静拉力 Pmax=Wg (sina +f1cosa ) +qLg (sina +f2cosa )=4000*9.8* ( sin25 °+0. 015cos25 °) +1. 11*22. 5*9. 8 (sin25°+0. 5cos25°)=17.314KN 式中W:绳端载荷(提升容器自身重量+载荷的质量)，kgg::重力加速度, 9.8m/S* a: 斜井中产生最大拉力处的倾角25度(应根据斜井坡度图逐点计算后确定) f:提升容器在轨道上运行时的实测阻力系数，采用0.015; f2:钢丝绳在运行中的实测阻力系数，采用0.5; q:钢丝绳单位长度的质量，Kg/m;L:使用地点斜巷长度，m。
2、钢丝绳安全系数 K=Q(钢丝绳最小总破断力) /Pmax (实际提升时的最大静 力)=158/17.314=9.133、判断F (绞车额定牵引力) < Pmax(实际提升时的最大静力)；K (钢丝绳安全系数) 9.13>6.5 (提物时) 4、判断结果 由于绞车额定牵引力小于绞车实际提升的最大静力，所以JD-25KW绞车不能进行2个渣车的提升运输。 三、绞车最大提升能力计算 根据P=Wg (sina +f1cosa ) +qLg (sina +f2cosa )公式可得提升绞车绳端载荷W=P/ (g (sina +flcosa ) +qLg (sina +f2cosa ) )=16000/ (9. 8* (sin25°+0. 015cos25°) +1. 11*22. 5*9. 8(sin25°+0. 5cos25°) =3799kg，所以该绞车最大绳端载荷为3799kg。 以上就是有关斜井绞车提升能力的一些相关计算办法，希望对大家在计算提升能力时有所帮助。
第3章 井眼轨迹预测方法
第3章 井眼轨迹预测方法 第一节 井眼轨迹预测的外推法 外推法是根据目前的井眼轨迹发展变化规律和趋势预测未知井 眼轨迹的方法。 外推法主要适用于井内钻具组合没有更换、钻进方式和条件没 有改变时井眼轨迹预测。 主要方法有： ? 自然参数曲线外推法 ? 圆柱螺线外推法 ? 斜面圆弧外推法 ? 恒装置角曲线外推法 一、 自然参数曲线外推法 自然参数曲线外推法认为已钻井眼的轨迹变化规律是井斜变化 率和方位变化率均保持常数，并且这种趋势还将保持下去。 自然参数曲线外推法主要适用于存在方位漂移井段的井眼轨迹 预测。 自然参数曲线外推法的关键是： ? 如何获取井斜变化率和方位变化率？ ? 井斜变化率和方位变化率确定后如何预测轨道？ 1、计算井斜变化率和方位变化率 分别计算出最近1~3个测段内井斜变化率和方位变化率，然后 取其算术平均值作为预测用的井斜及方位变化率。 2、根据井斜及方位变化率预测井眼轨迹 b点为当前井底；j点为预测点；Lj为预测点到当前井底的距离。 二、圆柱螺线外推法 圆柱螺线外推法认为已钻井眼的轨迹是一条等变螺旋角的圆柱
螺线，即在垂直剖面图和水平投影图上均为圆弧，并且这种趋 势还将保持下去。 圆柱螺线外推法主要适用于转盘钻进井段的井眼轨迹预测。 圆柱螺线外推法的关键是： ? 如何获取圆柱螺线在垂直剖面图和水平投影图上的曲率？ 以及曲率确定后如何预测轨道？ 1、计算垂直剖面图上井眼轨迹曲率KH和水平投影图上井眼轨迹曲率KA 分别计算出最近1~3个测段内KH和KA ，然后取其算术平均值作 为预测用的KH和KA 。 2、根据KH和KA预测井眼轨迹 b点为当前井底；j点为预测点；Lj为预测点到当前井底的距离。 三、斜面圆弧外推法 斜面圆弧外推法认为已钻井眼的轨迹是一斜平面上的圆弧线， 并且将来的轨道仍然在该斜平面圆弧上。 斜面圆弧外推法主要适用于保持造斜工具面不变时动力钻具定 向钻进井段的井眼轨迹预测。 斜面圆弧外推法的关键是： ? 如何获取斜面圆弧的曲率及其法线矢量？ ? 在曲率和法线矢量确定后如何预测轨道？ 自然参数曲线、圆柱螺线和斜面圆弧都是三自由度曲线，当给 定曲线的两个特征参数和曲线段长后，就可以计算出预测点各 参数。 自然参数曲线和圆柱螺线的两个特征参数分别为K、K和KH、 KA，且特征参数在曲线的任意点上均保持不变，所以可以用平 均法求其特征参数。 斜面圆弧的两个特征参数是圆弧的曲率K和斜平面对应的装置 角，与前面两种曲线不同的是圆弧的特征参数在斜面圆弧的不 同位置处是不一样的，这就使得无法用平均法求其特征参数。
煤矿主提升绞车选型设计
副斜井提升系统设计报告 目录 一、XXX煤矿概况 (2) 二、绞车选型设计 (2) （一）、提升系统概况 (2) （二）、设计计算的依据 (2) （三）、一次提升量和车组中矿车数的确定 ...................................... （四）、提升钢丝绳的选择 (3) （五）、绞车的选型计算 ...................................................................... （六）、绞车电机功率计算 (8) 三、结论及存在的问题 (9) （一）、结论 (9) （二）、设计存在的问题 (9) 四、过卷距离计算依据 (10) 一、XXX煤矿概况 矿井设计生产能力15万吨，井田面积0.6488km2,剩余可采储量162.6万吨，服务年限7.7年；开采二1煤层，煤层平均厚度6.48m，煤层平均倾角7o；煤尘无爆炸危险性，煤层自燃发火等级Ⅲ级，为不易自燃煤层；瓦斯相对涌出量0.97m3/t，绝对涌出量为4.94 m3/min，属瓦斯矿井；矿井水文地质条件简单，矿井设计正常涌水量30～
50m3/h ，最大涌水量为150m3/h 。采用主、副斜井提升。其中副斜井斜长220m 、坡度22度、断面12m 2，提升物料及提矸任务，主斜井皮带运输。 二、绞车选型设计 （一）、提升系统概况 XXX 提升系统示意图 （二）、设计计算的依据 1、年生产量A N ＝15t/a,矸石率25%。 2、斜井倾角：β=22° 3、副井斜长220m ，根据绞车房的位置，实际提升斜长为L t ＝250m 。 4、工作制度：年工作日br =300天，二班作业，每天净提升时间t ＝12小时。 5、提升不均衡系数：C=1.25 (有井底煤仓时C=1.1～1.15，无井底煤仓时C=1.2；矿井有两套提升设备时C=1.15，只有一套提升设备时C=1.25)。 6、煤矿提煤与矸时，选用1.0m 3 U 型侧翻式矿车。 矿车自身质量：k Q =600kg ； 矿车载煤量：zm Q =1000kg ； 矿车载矸石量：zg Q =1500kg 。 （三）、一次提升量和车组中矿车数的确定 初步确定最大提升速度m ax v ，根据《煤矿安全规程》规定：倾斜井巷内升降人员或用矿车升降货物时，m ax v ≤5m/s ，目前单绳缠绕式提升初步确定最大提升速度。本设计初步确定最大提升速度m ax v =2.5m/s 。 1、每次提升的持续时间计算 正常加速时段取10s ，正常减速时段取10s ，爬行及抱闸停车时间取5s ，停车换车时间取100s, =?+='2)125263.0(t g L T 434.1 (s)
主提升钢丝绳过卷距离测算报告
山西阳城阳城阳泰集团西冯街煤业有限公司 主提升过卷距离测算 一、目的和任务： 1、根据《煤矿安全规程》第三百七十一条规定：倾斜井巷使用绞车提升时必须遵守以下规定： （1）轨道的铺设质量符合本规定第三百五十三条的规定，并采取轨道防滑措施。 （2）托绳轮（辊）按设计要求设置，并保持转动灵活。 （3）倾斜井巷上端有足够的过卷距离。过卷距离根据巷道倾斜设计载荷，最大提升速度和实际制动力等参数计算决定，并有1.5倍的备用系数。 （4）串车提升的各车场设有信号硐室及躲避硐，运人斜井各车场设有信号和候车硐室，候车硐室具有足够的空间。 2、过卷距离是：矿车提升到终点触碰过卷开关并动作后，矿车前轮所处的位置到轨道端头或挡车装置的距离。过卷距离不得小于过卷后矿车实际运行距离的1.5倍。 3、矿车过卷后的实际运行距离分两种情况，一种是矿车在过卷处轨道倾角条件下的自然减速度小于或等于绞车安全制动减速度时，即绞车滚筒先停，矿车后停或同时停，矿车过卷后的实际运行距离就是矿车以自然减速度运行的距离；另一种情况是矿车的自然减速度大于绞车的安全制动减速度；即矿车停的快，绞车停的慢，则矿车不能按自己的自然减速度停车。还要被滚筒拖动运行一段距离，实际的过卷运
行距离，应按绞车的保险制动减速度进行计算。 二、具体参考依据： 参照山西煤矿矿用安全产品检验中心出具的安全检测检验报告，【2007】晋煤安检TSXT-E0047号： n ： 矿车数； 取3 Q 0： 矿车质量kg ； 取600kg Q ： 矿车载量kg ； 取1000kg Y ： 巷道倾角； 取22° f 1： 矿车运行阻力系数：f 1=0.01~0.015； 取0.015 ∑m ： 包括缠绕在滚筒上的钢丝绳在内的转动部分的变位质量 kN.S 2/M ； 取203.793 kN.S 2/M g ： 重力加速度； 取9.8 m/s 2 V max ： 过卷前矿车的运行速度； 取1.2 m/s M 2： 保险制动矩； 取171.9 kN.M 三、参照《煤矿安全规程》专家解读进行计算： 1、保险闸空动时间向内矿车运行的距离S x ： （1）系统自然减速度： Fc=n （Q 0+Q ）（Sinx+f 1Cosa ）÷102 =3×（600+1000）×（Sin22°+0.015×Cos22°）÷102 ∑ 1 = g Fc m Fc a x