矿用电机车选型计算 OK
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电机车选型设计方案
一、架线式电机车选型验算
1、运输大巷概况
凤凰山矿运输大巷分为:材料平巷、西大巷、新主门、旧主石门、北大巷、北西石门。
运输大巷采用双轨铺设、轨型:24KG/M 、38KG/M 、43KG/M 三种,运输大巷最大坡度≤7‰,轨道单股铺设长度4500余米,其中北大巷区域毛煤运输主要通过电机车牵引方式进行运输。
2、电机车选型设计
为了保障北大巷区域毛煤运输不受影响,北大巷高峰段毛煤运输量按照每天8000吨进行核算,电机车牵引重量不少于90吨才能满足该运输量。
根据公式[]
))((2)(2i f W Q Q g W Q Kv vt s -++++=ϕ 得出:电机车在7‰的轨道线路上牵引90吨重的毛煤运输时,按照不超过4m/s 的行驶速度运行,在保障制动距离控制在40米范围内,经过验算得出电机车粘重不得小于10吨。
二、蓄电池电机车选型验算
1、使用地点概况
凤凰山矿井下蓄电瓶电机车主要用于运输大巷进风车场倒车、带矸石车使用。
2、蓄电池电机车选型验算
根据公式[]
))((2)(2i f W Q Q g W Q Kv vt s -++++=ϕ 得出:电机车≤10‰的轨道线路上倒车、运输时,其最大牵引重量应符合下列规定:。
矿井采用8t电机车运输选型设计一、基本数据:(1)年产量0.9Mt/a;(2)每年300天生产时间,实行“三八”工作制,每天3班,每班8小时;(3)井下运输大巷各段运输距离1)一水平运输距离原煤运输:暗井上平台至煤坪翻罐笼L1=1434m,马道井放煤站至煤坪翻罐笼L2=4547m;矸石运输:四区上平台至矸石山翻罐笼L3=4037m;人员运输:人车场至西区猴车上平台L4=1277,人车场至五区猴车上平台L5=4563m,井口至暗井上平台L6=1334m 。
2)二水平运输距离原煤运输38溜煤眼至暗井下平台L7=859m;矸石运输,36至四区下平台L8=1916m,33至四区下平台L9=2013m,35至四区下平台L10=3513m,副井上平台至四区下平台L19=200m;人员运输:西区人车场至四区下平台L11=3535m,五区猴车下平台至35采区L12=2489m。
3)三水平运输距离原煤36采区至卸载仓L13=2536m,34采区至卸载仓L14=1581m,;矸石:36采区至三水平副井底L16=2116m,33采区至副井底L17=2108,35采区至副井底L18=3718m;人员运输距离小于1500m ,不采用机械运输。
(4 )产量计算按照38、36、33、35采区每天产量各为1000t ,34采区即将结束,计算时不予考虑。
(5)运输大巷坡度均为5‰;(6)矿车为1tU 型矿车和2.5t 底卸式矿车;二、机车类型及粘着质量选择根据电机车粘着质量选择表,应选择8t 蓄电池电机车,配用3~5t 矿车,我公司目前使用矿车为2.5t 底卸式矿车,本次计算按2.5t 矿车计算。
三、列车组成计算1、按电机车粘着条件计算车组质量根据公式Q zh ≤P aip zh Pn -++•110'1000ωϕ 式中:Q zh :重车组质量 KNP n :电机车质量 KNP :电机车粘着质量 KNϕ:粘着系数,一般按撒砂启动,ϕ=0.24ω´2h :重列车启动时阻力系数ω´2h =13.5ip:轨道线路平均坡度,5‰a:列车启动加速度,一般取a=0.04 m/s 2Q zh ≤P aip zh Pn -++•110'1000ωϕ ≤8.9804.011055.1324.08.981000⨯-⨯++⨯⨯⨯≤ 743.3kN2、 牵引车辆数量计算:(1) n=gm m Qzh z )(100011+ m z1: 车辆自重 1tU 型矿车650kg ,2.5t 底卸式矿车1850kg ,平巷人车1298kg ;m 1:车辆载重 1tU 型矿车原煤1000kg ,1t U 型矿车矸石1800kg ,平巷人车960kg (按12人,每人80kg 计算),2.5t 底卸式矿车2500kg ;牵引1t 矿车运输原煤 n 1=8.9)6501000(3.7431000⨯+⨯=45.9,取45 牵引1t 矿车运输矸石 n 2=8.9)1800650(3.7431000⨯+⨯=30.95,取30牵引2.5矿车运输原煤 n 3=8.9)18502500(3.7431000⨯+⨯=17.4,取17 牵引平巷人车 n 3=8.9)9601298(3.7431000⨯+⨯=33.6,取333、校验 (1)按牵引电动机发热条件校验要求电机车牵引电动机的等值电流不超过它的长时电流值,即I dz =I chI dz :等值电流I ch :电动机的长时电流1)牵引重列车和空列车分别达到全速稳态运行时电机车的牵引力F zh =[1000p n +n(m z1+m 1)](ω´zh -ip)g=[8×1000+45*(1000+650)]×(0.009-0.005)×9.8=3224.2NF k =(1000p n +nm z1)(ω´k +ip)g=(1000×8+45×650)×(0.011+0.005)×9.8 =5840.8N2)重列车、空列车稳态运行时分配到每台牵引电动机的牵引力F zh ’,F k ’F zh ’=N n F d zh1.161222.3224== F k ’=N n F d k4.292028.5840== n d 机车中牵引电动机的台数,23)查牵引电动机的特性曲线,得重列车、空列车运行时,与F zh ’,F k ’相对应的电动机的电流值I zh ,I k 以及速度V zh ,V k 。
电机选型计算公式————————————————————————————————作者:————————————————————————————————日期:附录1:根据负载条件选用电机电机轴上有两种负载,一种是转矩负载,另一种是惯量负载。
选用电机时,必须准确计算这些负载,以便确保满足如下条件:§(1). 当机床处于非切削工作状态时,在整个速度范围内负载转矩应小于电机的连续额定转矩。
如果在暂停或以非常低的速度运行时,由于摩擦系数增大,使得负载转矩增大并超过电机的额定转矩,电机有可能出现过热。
另一方面,在高速运行时,如果受粘滞性影响,而使转矩增大且超过额定转矩,由于不能获得足够的加速转矩,加速时间常数有可能大大增加。
§(2). 最大切削转矩所占时间(负载百分比即“ON ”时间)满足所期望的值。
§(3). 以希望的时间常数进行加速。
一般来说,负载转矩有助于减速,如果加速不成问题,以同一时间常数进行减速亦无问题。
加速检查按以下步骤进行。
(I)假设电机轴按照NC 或位控所确定的ACC/DEC 方式进行理想的运动来得到加速速率。
(II)用加速速率乘以总惯量(电机惯量+负载惯量)计算出加速转矩。
(III)将负载转矩(摩擦转矩)与加速转矩相加求得电机轴所需转矩。
(IV)需要确认,第(III)项中的转矩应小于电机的转矩(最大连续转矩),同时,小于伺服放大器电流限制回路所限制的转矩。
第(II)项中的加速转矩由下式来计算。
A.对于线性加速情况()()()T N t J J e N N t K e a m am l K t r M a s K t s as a =⨯⨯+-=-⋅-⎧⎨⎩⎫⎬⎭-⋅-⋅60211111π式中:T a : 加速转矩(Kg ·Cm )N M : 快速进给时的电机速度(rpm ) t a: 加速时间(sec ) J m: 电机惯量(Kg ·Cm ·S 2)J l : 负载惯量(Kg ·Cm ·S 2)N r: 加速转矩减小时的始点(不同于Nm)(rpm ) K s: 伺服位置环增益(Sec -1)B. 对于指数加减速情况图中:T N t J J m lm l 06021=⨯⨯+π()K K s ≠时,K t e e=1, a K K e s =T Na m =60()⨯⨯⨯+-211πa K J J a s m lN N a r m aa =-⎛⎝ ⎫⎭⎪-11K K s =时,()T N Ke J J a m e M l =⨯⨯+602π, 式中,e =2718. N N e N r m m =-⎛⎝ ⎫⎭⎪=110632.C.指令速度突加情况()T N t J J a m s m l =⨯⨯+6021π 式中,t K s s=1§(4). 快进频率:一般来讲,在正常切削加工中,此项不成问题,但对于特殊加工设备来说(如冲压、钻床、激光加工、包装机械等),要求频繁快速进给,此时,需要检查是否由于频繁加、减速而使电机过热。
实用的煤矿运输设备选型与能力计算随着能源的不断消耗,煤矿作为一种重要的能源资源,其开采和运输的需求越来越大。
煤矿运输设备的选型与能力计算对于提高煤矿的生产效率和降低运输成本具有重要意义。
本文将就实用的煤矿运输设备选型与能力计算进行详细讨论。
煤矿运输设备主要包括矿用车辆和输送系统。
对于小型煤矿,常用的矿用车辆包括矿用皮带车、抗运输车和抗运输车等。
对于大型煤矿,由于煤矿的开采规模较大,通常采用输送系统进行运输。
输送系统主要包括皮带输送机、车载输送机和摇臂输送机等。
在选型时,需要根据煤矿的开采规模和运输需求来选择适当的矿用车辆或输送系统。
对于小型煤矿,由于开采规模较小,一般选用矿用皮带车或抗运输车等。
矿用皮带车适用于短距离运输,能够实现自动化运输,并能够完成高速和连续运输。
抗运输车适用于长距离运输,能够实现高速和连续运输。
对于大型煤矿,由于开采规模较大,一般选用输送系统进行运输。
输送系统能够实现连续、自动化和高效率的运输,并能够适应各种复杂的工况要求。
在能力计算方面,需要考虑煤矿的开采能力和运输需求来计算所需设备的能力。
首先,需要确定煤矿的日开采量和年开采量。
根据煤矿的日开采量来计算所需设备的运输能力。
运输能力是指设备在单位时间内能够运输的煤炭量,通常以吨/时来表示。
其次,需要考虑设备的运输速度和运输周期来计算所需设备的能力。
运输速度是指设备在单位时间内能够运输的距离,通常以米/秒来表示。
运输周期是指设备从出发地到目的地所需的时间,通常以小时来表示。
最后,需要综合考虑设备的运行效率、负载率和利用率来确定所需设备的能力。
运行效率是指设备在运行过程中的生产效率,通常以百分比来表示。
负载率是指设备在单位时间内的工作时间占比,通常以百分比来表示。
利用率是指设备在单位时间内的运行时间占比,通常以百分比来表示。
综上所述,实用的煤矿运输设备选型与能力计算是一个复杂而重要的工作,需要综合考虑煤矿的开采规模、运输需求和设备的性能来进行选择和计算。
列车组成计算1、按电机车黏着条件计算车组质量应考虑在电机车牵引重车组沿上坡启动加速时所需的牵引力,不超过黏着条件所允许的极限值计算车组质量。
因此电机车的牵引力及其极限条件为:F=1000(m D+Q Zh)[(ωZh+i p)g+1.1a]≤1000 m Dn gΨ,KNQ Zh≤(1000P n*Ψ)/(ω’Zh+ i p+110α)-p,KN式中:Q Zh—重车组质量t;m D—机车质量t;m Dn—电机车的黏着质量t;Ψ—黏着系数,一般按撒砂启动,0.24;ωZh—重列车启动时阻力系数,见表1;i p—轨道线路平均坡度,一般取3%;a—列车启动加速度,一般取0.04m/s2;算出列车牵引的重车组质量后,用下式求出矿车个数:n=1000 Q Zh/(m z1+m1)gm z1-每辆矿车的自身重量t;m1-每辆矿车的货载质量t;2、按牵引电动机的发热条件验算要求牵引电动机的等值电流不超过它的长时电流值,即I dz≤I ch式中I dz-等值电流,I dz-长时电流。
电机车每个运输循环的等值电流按下述方法计算:(1)计算牵引重列车和空列车分别达到全速稳态运行时电机车的牵引力重列车稳态运行机车牵引力F Zh=1000[m D+n(m z1+m1)](ωZh-i p)g,N;空列车稳态运行机车牵引力F k=1000[m D+nm z1](ωk+i p)g,N;ωZh 、ωk 为重列车、空列车运行阻力系数,见表4. (2)计算重列车、空列车稳态运行时分配到每台牵引电动机上的牵引力F ’Zh、F’kF ’Zh = F ’Zh /n d F ’k = F ’k /n d式中n d 为机车牵引电动机的台数。
(3)查牵引电动机的特性曲线见图,得到重列车、空列车运行时,与F ’Zh 、F ’k 对应的电动机电流值Izh 、Ik 及Vzh 、Vk 。
(4)计算一个运输循环电动机的等值电流dz =I 式中α-调车系数,考虑调车时电动机需要工作的系数,运距小于1000m 时取1.4,运距为1000m-2000m 时取1.25,运距大于2000m 时取1.15;T-列车在最远线路上往返一次的纯运行时间,min ,T=t zh +t k ;(t zh 、t k 重列车、空列车运行时间,min );Vzp 、Vkp-重列车、空列车的平均速度,m/s ,取Vzp=0.75Vzh 、Vkp=0.75Vk ; Lm-电机车到最远的一个装车站的距离,km ;θ-两个运输循环中的休止时间,min ,取θ=18min-22min 。
煤矿采煤机选型计算一、采煤机选型计算1、采煤机平均生产能力用下式计算:60(2)31440()S m f f f dA L L L Q C H L t AK CL H BH γ++=+-式中:Q—采煤机平均生产能力,t/h ; A—工作面日产量,2727t/d ; B—采煤机滚筒截深,0.63m ; C—采煤机割煤采出率,取95%; L—工作面长度,取135m ; L S —采煤机开缺口行程,30m ; L m —采煤机两滚筒中心距,取15m ; K—采煤机开机率,取50%; H—采煤机割煤高度,2.5m ; H f —放顶煤高度,平均取3.73m ; L f —工作面放顶煤长度,取125m ; C f —顶煤的采出率,取85%; γ—煤的视密度,1.40t/m 3; t d —采煤机的反向时间,取5.0min 。
=⨯⨯⨯⨯-⨯⨯+⨯⨯⨯+⨯+⨯⨯=4.15.263.0272753)5.212573.385.013595.0(0.54401)15302531(272760Q 182.8(t/h)2、采煤机的平均割煤速度根据采煤机的平均生产能力计算采煤机的平均割煤速度,公式如下:式中:V c —采煤机平均割煤速度,m/min ,其它参数意义同前。
γBH Q V C 60=1.381.402.50.6360182.8Vc =⨯⨯⨯=(m/min)3、采煤机最大生产能力Q max =K C ·Q式中:Q max —采煤机最大生产能力,t/h ; K C —采煤机割煤不均衡系数,取1.3。
Q max =1.3×182.8=237.6(t/h ) 4、采煤机最大割煤速度V max =K C ·V C式中:V max —采煤机最大割煤速度,m/min 。
V max =1.3×1.38=1.79(m/min)5、采煤机切割功率采煤机切割功率按下列经验公式计算:N=60B·H·V max ·H W /3.6式中:N—采煤机切割功率,kW ; B—采煤机的截深,取0.63m ; H—采煤机切割高度,2.5m ;V max —采煤机最大割煤速度,1.79m/min ;H w —采煤机能耗系数,取值为2.5~3.0(kW*h )/t ; N =60B·H·V max ·HW/3.6=60×0.63×2.5×1.79×3÷3.6=141(kW )根据上述计算,选用 MG300/730-WD 型交流电牵引采煤机,能够满足生产能力的要求,其主要参数见下表。
一、机车选型
A .结合矿井运输作业方式及运量,选择粘重10t 的矿用防爆特殊型蓄电池电机车。
B. 电机车的牵引能力计算
电机车负责井底车场调车任务,其中最重件为液压支架。
使用特制平板车运输,其中:特制平板车质量q 0=3t ,液压支架重量q=32.5t 。
(按重车上坡起动)
电机车可牵引特制平板车数量:
54.1)145
48.1234.299019.081.91000(5.32310)11000(0=-+++⨯⨯+=-++++=a R r b w w w w g q q p n ψ辆 式中:p-电机车粘重,t
q 0-矿车自重,t
q -矿车载重量,t
W b -列车单位运行基本阻力,N/t ,可查煤矿电工手册表4-3-2
W r -列车单位坡道阻力 W r =gi ‰,N/t
W R -列车单位弯道阻力 W R =3.43b/R ,N/t ;b-轨距,R-弯道半径。
W a -列车单位加速阻力,N/t
ψ-粘着系数 可查煤矿电工手册表4-3-1。
附件3-1电机车运输能力计算一、电机车的选择及列车组成计算根绝我矿井下运输条件及矿井瓦斯煤尘状况,井下1070大巷运输选用CDXT2-8/600型防爆蓄电池电机车牵引,1吨U 型矿车运输。
1、按电机车牵引力计算其牵引列车组的重量:Qz ≤a ip W P 1101000++ψ-P 式中:Qz ——重列车的最大允许重量(吨)P ——电机车的站着重量 8吨ψ——粘着系数,其值:启动不撒砂时,ψ=0.24;运行、制动(撒砂)时,ψ=0.12;运行不撒砂时,取ψ=0.17。
W ——列车阻力系数,1T 矿车,车组运行时的阻力系数,重车时列车运行阻力系数为0.0105,空车时列车运行阻力系数为0.0135.ip ——轨道平均坡度,一般ip=3‰110a ——动阻力系数,a 为列车启动加速度,一般取a=0.04m/s 2则电机车牵引车组的重量 Qz=P a ip W p -++ψ110.1000=804.011035.1024.081000-⨯++⨯⨯=99.26(吨) 查《井巷工程施工手册》表7-4-24,车组的重量Q=99.2吨,矿车数为45辆2、按牵引电机温升条件计算牵引重量Q Q=p iz wz t a Fe --)( 式中:F C ——电机车长时牵引力 F C =1160公斤=1.16吨a ——调车系数 a =1.15运输距离小于1公里,取1.4;运输距离在1—2公里,取1.25;运输距离大于2公里,取1.15t ——相对连续运行时间 t =Q t t+1t 1——电机车往返一个行程中的净运行时间 t 1=2000L/60v p (分)L ——总运输距离 L =3公里v p ——电机车平均运行速度 v p =0.75v c 米/秒v c ——电机车长时运行速度 查表7-4-2至表7-4-6v c =2.9米/秒Q ——电机车往返一个行程中停车及调车时间 Q =20分iz ——等阻坡度 iz =2‰则:t 1=61.7(分) t =0.755(分)即:Q=p iz wz t a Fe --)( =54.7查《井巷工程施工手册》表7-4-25,车组的重量Q=67吨,矿车数为30辆3、按列车制动距离计算车组的重量Q Q=p wi wz azd Pn -++ψ110.1000 (1)制动的减速度azd=lzd vzd2 (2)列车开始制动时的速度vzd vzd=v c =2.9米/秒(3)列车制动的距离lzd=40m则azd=4029.2⨯=0.036米/秒2 Q=835.10036.011012.081000-++⨯⨯⨯=46.98(吨) 查《井巷工程施工手册》表7-4-26,车组的重量Q=42吨,矿车数为19辆。
矿山机电设备整定计算方法一、 移动变电站及高压开关的选择1、工作面变压器容量的选择,变压器容量按下式计算:ϕcos ..K K P sr N S ∑=N P ∑ …… 参加计算的所有用电设备(不包括备用)额定功率之和,kW ; r K …… 需用系数,按要求选取;ϕcos …… 参加计算的电力负荷的平均功率因素,按表选取; s K …… 同时系数,当供给一个工作面时取1,供给两个工作面时取0.95,供给三个以上工作面时取0.9。
(1)入仓溜、转载溜及皮带移变容量的选择:10002002002400=+⨯+=∑N P kVA K P S r N 9147.064.01000cos =⨯=⨯∑=ϕ 64.010004006.04.06.04.0max =⨯+=∑⨯+=N r P P K 平均功率因数综采工作面一般取Cos Φ=0.7因此选择一台1250KVA 移动变电站满足容量需求。
(2)同理,乳化液泵站移变选择500kVA 满足容量要求。
(3)带工作面前、后刮板机变压器容量的选择:160020040024002=+⨯+⨯=∑N P kVA K P S r N 16007.07.01600cos =⨯=⨯∑=ϕ 7.016008006.04.06.04.0max =⨯+=∑⨯+=N r P P K 平均功率因数综采工作面一般取Cos Φ=0.7因此选择一台2500kVA 移动变电站满足容量需求。
(4)同理,采煤机和转载机、破碎机移变选择一台2500kVA 移变满足要求。
二、 高压开关选择选择原则1)根据《煤矿安全规程》规定,矿用一般型高压配电箱适用于无煤(岩)与沼气突出的矿井井底车场主变电所及主要进风巷道,作为配电开关或保护高压电动机及变压器用。
2)根据《煤矿安全规程》规定,矿用隔爆型高压配电箱适用于有煤(岩)与沼气突出的矿井井底车场主变电所及所有采区变电所中,作为配电开关或控制保护高压电动机及变压器用。
本科课程设计专用封面课程设计题目: 电机车和斜井提升设备选型设计 所修课程名称: 《矿井运输提升》 修课程时间: 2014 年 3 月至 2014 年 5 月 完成课程设计日期: 2014 年 5 月 评 阅 成 绩: 评阅意见:评阅教师签名: 年 月 日____________学院_________级___采矿工程_____专业 姓名_________ 学号____________………………………………(密)………………………………(封)………………………………(线)………………………………目录电机车选型设计.................................................. - 1 - 第一章、电机车选型设计计算的条件................................ - 1 - 第二章、确定电机车型号.......................................... - 1 -2.1、估算矿井年产量......................................... - 1 -2.2、电机车型号的确定....................................... - 1 - 第三章、列车组成计算............................................ - 2 -3.1、按电机车粘着质量计算................................... - 2 -3.2、按电机温升条件计算..................................... - 2 -3.3、按制动条件计算......................................... - 3 -3.4、列车矿车数的确定....................................... - 3 - 第四章、列车组成验算............................................ - 4 -4.1、电机温升验算........................................... - 4 -4.2、制动距离验算........................................... - 6 - 第五章、电机车台数确定.......................................... - 6 -5.1、计算往返时间........................................... - 6 -5.2、计算每班运输列车次数................................... - 7 -5.3、计算每班列车运输的总次数............................... - 7 -5.4、确定总台数............................................. - 7 - 斜井提升设备的选型设计.......................................... - 8 - 第一章、斜井提升设备选择计算的条件.............................. - 9 - 第二章、一次提升量的确定....................................... - 10 -2.1、确定富裕系数和提升不均匀系数.......................... - 10 -2.2、计算一次提升量........................................ - 10 - 第三章、提升容器的确定......................................... - 11 -3.1、计算矿车数............................................ - 11 -3.2、验算钩头强度.......................................... - 11 -3.3、提升容器型号、参数.................................... - 12 -第四章、计算选择钢丝绳......................................... - 12 -4.1、钢丝绳的悬长.......................................... - 12 -4.2、计算每米长质量........................................ - 13 -4.3、选择钢丝绳............................................ - 14 -4.4、验算钢丝绳安全系数.................................... - 14 -4.5、钢丝绳型号、参数...................................... - 14 - 第五章、计算选择提升机......................................... - 15 -5.1、计算提升机滚筒直径.................................... - 15 -5.2、初选提升机............................................ - 15 -5.3、验算滚筒宽度.......................................... - 15 -5.4、验算作用在提升机上的最大静张力和最大静张力差.......... - 16 -5.5、提升机型号、参数...................................... - 16 - 第六章、计算选择天轮........................................... - 17 -6.1、计算天轮直径.......................................... - 17 -6.2、天轮型号、参数........................................ - 17 - 参考文献....................................................... - 18 -电机车选型设计第一章、电机车选型设计计算的条件(1)电机车运输量:A =450t/h(2)运输距离:L =2600m ; (3)线路的坡度:p i =0003;(4)地点:主运输大巷第二章、确定电机车型号2.1、估算矿井年产量t 32430024450万=⨯⨯==Ahd A n式中 n A --矿井年产量,万t; h--每天电机车的运输时间,t; d--年生产天数2.2、电机车型号的确定根据表4-9确定选用电机车的粘着质量为20t ,查表4-1选电机车的型号为550/920-ZK第三章、列车组成计算3.1、按电机车粘着质量计算tP ag W g P Q p zh n 5.5592004.0075.181.9)003.00009.0(24.081.920075.1)i (1zh =-⨯+⨯+⨯⨯=-++≤ϕ式中 zh Q --重车组质量,t ;g-- 重力加速度,2/m s 取9.81;ϕ--电机车撒砂启动时的粘着系数,表4-8取0.24;1zh W --重列车启动时的阻力系数,表4-7取0.0009;a--启动时的加速度,2/m s 取0.04; P 、n P --电机车的质量,t3.2、按电机温升条件计算()()tPi W F Q d zh chzh 1.3742081.9002.0006.0514.015.11000100075.121000=-⨯-⨯⨯⨯=--≤τα式中,ch F --电机车长时轮缘牵引力,KN,查表4-1取12.75; α --调车系数,查表4-10,取1.15;zh W --重列车运行阻力系数,查表4-7取0.006; d i --等阻坡度,对于滚动轴承的矿车一般取0.002; P--电机车的质量,t ;τ--令θτ+=y y T T =514.02014.2114.21=+;θ--停车及调车时间,取20min ; y T --总运行时间,min 14.211.46026002602y =⨯⨯==p V L T p V --列车的平均运行速度,m/s ;s m V V ch 1.447.575.075.0p =⨯== ch V --电机车的长时运行速度,m/s ;查表4-1取19.7km/h=5.47m/s3.3、按制动条件计算()()tPgw i b g P Q z p z 772081.9006.0003.0374.0075.117.081.920075.1zh =-⨯-+⨯⨯⨯⨯=--+≤ϕ式中,P 、z P --电机车的质量,t ;ϕ--撒砂制动时电机车的粘着系数,查表4-8取0.17; z w --重列车运行阻力系数,查表4-7取0.006; p i --线路坡度,取0.003;b--制动时减速度,2m s ,374.040247.52b 22=⨯==Z ch L V ;ch V --电机车的长时运行速度,m/s ;查表4-1取19.7km/h=5.47m/s; z L --制动距离,m;运输物料时取40m3.4、列车矿车数的确定由上述计算确定列车组的质量为77t,本设计中查表4-4选取载重量5t 的底卸式矿车,所以列车矿车数为6.935770=+=+=G G Q Z zh所以取10辆式中,Z--列车矿车数; G--矿车载重量;t; 0G --矿车的自重;t第四章、列车组成验算4.1、电机温升验算A t t t I t I I k z k k z z d 9.35201.146.111.147.466.115.3415.12222=++⨯+⨯=+++=θα由表4-1查得该电机车长时电流ch I =75A>35.9A ,所以满足温升要求 式中, α --调车系数,查表4-10,取1.15;θ--停车及调车时间,取20min ; z I --重列车运行时的牵引电流,A; k I --空列车运行时的牵引电流,A;z t --重列车以平均速度在最长距离上的运行时间,min ; k t --空列车以平均速度在最长距离上的运行时间,min ; 用经验公式计算A F I z 5.345.14719.09.01z =⨯==;A F I K k 7.4675.26979.09.01=⨯==式中,1Z F --重列车每台电动机的牵引力,N; 1K F --空列车每台电动机的牵引力,N; 每台电机的牵引力N n F F N n F F d K K d Z Z 75.269725.5395;5.14712294311======式中, d n --电机车上的电动机数,表4-1取2z F --牵引重列车达到全速稳态时电机车的牵引动力,N;k F --牵引空列车达到全速稳态时电机车的牵引动力,N; 列车达到全速稳态时电机车的牵引动力()[]()()[]Ngi W G G Z P F p zh z 294381.9)003.0006.0(351020100010000=⨯-⨯++⨯=-++=()()()()Ngi w ZG P F p k 5.539581.9003.0008.031020100010000k =⨯+⨯+=++= 式中,P--电机车的质量,t ; Z--列车矿车数; G--矿车载重量;t; 0G --矿车的自重;zh W --重列车运行阻力系数,查表4-7取0.006; k w --空列车运行阻力系数,查表4-7取0.008; p i --线路坡度,取0.003 列车以平均速度在最长距离上的运行时间min 1.14075.360260060min;6.1175.360260060t max max =⨯===⨯==KP k zp z V L t V L 式中,zp V --重列车运行时的平均速度,m/s ; kp V --空列车运行时的平均速度,m/s; m ax L --运输的最长距离,m 列车运行时的平均速度s m V V s m V V K KP Z /075.31.475.075.0;/75.30.575.075.0zp =⨯===⨯== 式中,z V --重列车运行时的速度,m/s ; K V --空列车运行时的速度,m/s ; 列车运行时的速度()()()s m I I V s m I I V k k k z z /1.4407.4604.07.461804004.0180/0.5405.3404.05.34180)40(04.0180z =-+=-+==-+=-+=4.2、制动距离验算()[]()[]()()[]()[]()m402.37003.0006.035102017.0203510205055.0055.02h 002<=-+++⨯++⨯⨯=-+++++=m i w G G Z P P G G Z P V L p z z z z ϕ 所以制动距离满足要求式中,z V --重列车运行时的速度,m/s ; P--电机车的质量,t ; Z--列车矿车数; G--矿车载重量;t; 0G --矿车的自重;zh W --重列车运行阻力系数,查表4-7取0.006; p i --线路坡度,取0.003第五章、电机车台数确定5.1、计算往返时间min6.4520075.360260075.36026006060zp =+⨯+⨯=++=θkpV LV L T式中,T --往返一次的运输时间,min; z V --重列车运行时的速度,m/s ; K V --空列车运行时的速度,m/s ;L --运输的距离,mθ--停车及调车时间,取20min5.2、计算每班运输列车次数一台电机车每班可能往返的次数2.96.45760t 60n =⨯==T b 次/班 式中,n--一台电机车每班可能往返的次数; b t --每班电机车工作的时间,h;取7h; T --往返一次的运输时间,min5.3、计算每班列车运输的总次数8.785107450125.1n 21=⨯⨯⨯⨯==ZG A k k b k 次/班 式中,k n --每班运输货载所需列车数; 1k --运输不均匀系数,取1.25; 2k --外运矸石系数,取1; n b --每班运输货量,t; Z--列车矿车数;G--矿车载重量;t;5.4、确定总台数每班列车运行的总次数8.7808.78n 0=+=+=r k n n 次/班式中,r n --每班运人次数,底卸式矿车不运人,取0 工作电机车台数57.82.98.78n 00===n N 台取9台式中,0N --工作电机车台数;台 矿井电机车总台数1129b 0=+=+=N N N 台式中,N--矿井电机车总台数,台;b N --备用和检修电机车台数,取b N =0.250N =0.25×9=2.25取2台斜井提升设备的选型设计绪论双钩串车平车场提升(图1),在双钩平车场上串车开始提升时,空串车由井口平车场推车器推向斜井,此时井底重穿车也已相应速度拉向井筒。
第二节轨道大巷运输设备选型本次技术改造,井下大巷煤炭及物料运输决定采用蓄电池式电机车牵引,配备1T矿车。
电机车运输计算如下:1、设计资料班出煤量:170吨日出矸量:占产煤量的15%,取30吨。
机车每班运行时间:5.5小时调车时间:井底车场5分/次采区车场5分/次运输距离:200m线路正常坡度:0.003电机车自重:2.5吨电机车时速:5.4KM/时·1. 5m/s电机车平均运行速度(为时速度0.75)1.125 m/s2、列车在井底车场和西采区车场之间,每一循环的总调车时间t 1=5+5=10分列车往返一次的纯运行时间t 2=2001.218×60=2.8(分)列车往返一次需要的总时间T=10+2.8=12.8(分)4、电机车牵引重量井下电机车列车载重量,按重列车在平均坡度上运行起动时间粘着条件计算,其允许的载重列车最大重量为:Q Zh=1000P n·ψZh p-P= 1000×0.24×2.513.5+3+110×0.04-2.5=26.2(T)式中:P——机车重(T);Q Zh—载重车组重量(T);ω′zh——列车起动时阻力系数,取ω′zh=13.5;i P——平均坡度的坡道的千分值,一般为3‰;a——起动加速度,一般取0.04m/s2;ψ——电机车轮与轻面之间的粘着系数(按撒砂0.24)根据以上计算,列车牵引重矿车数量:n=1000Q zhz11=1000×26.2(400+1000)=18辆m z1——每个矿车自身重量,㎏;m1——每个矿车载货量,㎏;为保证机车在不利条件顺利运行,确定取重列车由10辆矿车组成。
5、电机车台数计算每台电机车每班运行5.5小时,可能往返次数;S1=60T b=60×5.512.8=25.8次,取S1=25次每班运矸石所需运行次数:S2=3010=3次,取S1=3次每班运煤所需运行次数:S3=170/10=17每班运送材料、设备及其他所需运行次数定为2次。
电机车选型计算一.原始资料:1)低沼气矿进,分两翼开采,井下大巷运输采用电机车运煤运矸,有两个采区装车站。
东翼采装车站距离为L A=2000m。
每班运煤量m A=90t/班。
西翼采区装车站距离为I B=500m。
每班运矸石、煤m B=200t/班2)井下大巷平均坡度为i p=3‰3)采用lt固定车箱式矿车,矿车轨距距为600mm,载货量m1=1000kg,自身重量m z1=595kg4)每日工作18小时(年工作日为330天)5)两个运输循环中的休止时间为θ=20min6)矿井每班运煤量m b=m A+m B=290000kg/班二.选择电机车型式:根据运输条件,初步选用CDXT—5/6型蓄电池电机车牵引电机为两台z QB—7.5/9。
牵引电动机的长时电位为Ich=68A 电机车的粘着重力为50KN.长时速度为11Km/h,牵引力为7200N。
三.列车组成计算:1、按电机车的粘着条件计算车组重力Q zhQ zh≤(1000P n·φ) /(w′zh+i p+110a) –P=[(1000×50×0.24)/(13.5+3+110×0.04)]-50=574.2KN列车中的矿车数:n=1000Q zh/(m1+m z1)g=(1000×574.2)/[(1000+595)×10]=36个试取n=24个(本设计首先是按n=36个进行后面的计算,由计算知n=36个时,牵引电动机发热条件不能满足要求,故在此试取n =24)。
2、根据牵引电动机的发热条件对上述结果进行验算1)牵引重列车、空列车分别达到全速稳态运行时电机车的牵引力F zh={P+[n·g(m1+m z1)/1000]}(w zh-i p)={50+[24×10×(1000+595)/1000]}×(9-3)=2596.8NF k=[P+ngm z1/1000](W k+i p)=[50+24×10×595/1000]×(11+3)=2699.2N2)、重空列车稳态运行时分配到每台牵引电动机的牵引力 F′zh=F zh/2=2596.8/2=1298.4NF′k=F k/2=2699.2/2=1349.6N3)、查ZQB-7.5/9型电动机特性曲线得I zh=64A;v zh=10.6km/h=2.94m/s;I k =68A;v k =10.3km/h=2.86m/s 。
矿用电机车选型计算一、原始资料:矿井年产量60万t/年,出矸率为15%的一级瓦斯矿井矿井采用7t架线机车和1t标准固定式矿车轨距为600mm,轨道平均坡度为3%0矿井生产采区分为两个,其运输距离分别为 L1=2114m L2=2602m两采区年产量分别为 A1=15.6万t A2=15.3万t 井底和采区车场调车时间分别为13.5min和8min矿井年工作日为300d,采用两班运煤,一般整修二、列车组成的计算1.加权平均运距为L=(L1Q1+L2Q2)/(Q1+Q2)=(2.114×15.6+2.602×15.3)/(15.6+15.3)=2.36(km)2.选择电机车的粘着质量矿井采用7t架线机车和1t标准固定式矿车查《矿山运输及提升设备》表3-1矿用架线电机车技术规格表选ZK7-6/250型矿用架线电机车,其参数见表1表1电机车的主要技术参数查《矿山运输及提升设备》表3-4矿车基本参数选MG1.1-6A型固定式矿车,其主要技术参数见表2表2矿车技术参数3.按电机车的粘着质量计算重车组质量PgψQZ≤——————————P(W'Z+i p)g+1.075a7*9.8*0.24= ——————————————7(0.0135+0.003)9.8+1.075*0.04=73.47 t式中:P——机车质量,P=7t;ψ——粘着系数;取ψ=0.24;W'Z——重列车起动的阻力系数,查《矿山运输及提升设备》表3-9取W'Z=0.0135i P——轨道的平均坡度;i P=0.003;a——列车起动的加速度m/s2;取a=0.04 m/s2;4.按牵引电动机温升计算平均运行速度:VP=0.75V ch=0.75*16.9=12.7km/h(查表3-1可得V ch=16.9km/h)列车运行时间2L 2*2.36*1000T y= ————= —————=22.3min60VP60*3.53T y22.3τ= ————= ————= 0.53T y+θ22.3+21.5式中: θ——调车及休止时间,一般可取18~22minT y——总的运行时间查表 3-1 可得长时制轮缘牵引力 F ch =3332 NF ch Q Z =————————— — P 1000 a τ(W Z -i d )g 3332 = —————————————— — 7 1000 *1.15*53.0*(0.009-0.002)9.8=51 t式中F ch ——牵引电机的长时牵引力,N, F ch =3332 Na ——调车系数,运距大于2km 时取1.15τ——相对运行时间W Z ——重列车运行的阻力系数,查表3-9;取W Z =0.009 i d ——等阻坡度,一般i d =0.0025.按制动条件计算V ch 2 4.692减速度 b= ———— = ———— =0.275 m/s 22L Z 2*40Pg ψ Q Z =————————— — P (i p -W Z )g+1.075b7*9.8*0.24 =———————————— — 7 (0.003-0.009)g+1.075*0.275=38.9 t由上条件求出Q Z 选其中取较小值Q Z =38.9 t 来计算车组中的矿车数6. 车组中的矿车数Q Z 38.9Z = ———— = ———— = 24.16 辆G+G 0 0.61+1取Z = 24辆式中:G ——— 矿车质量G 0——— 矿车中货载质量三、列车组成的验算按上述方法确定了车组中矿车数Z = 24辆,还要验算实际的电机温升和列车制动距离。
其原因是:按电动机温升计算矿车数,是按等阻坡度,并以加权平均运输距离为条件来计算的;按制动条件计算车组质量时,是用电机车的长时速度计算的减速度。
①验算实际电动机温升按在平均坡度i p 上及最长运输距离L max 来验算。
a.计算列车运行时的牵引力重列车下坡运行时的牵引力F z =1000[P +Z(G +G 0)]( W Z -i p )g=1000[7+24(0.61+1)]( 0.009-0.003) ×9.8=2683.6 (N)空列车上坡运行时的牵引力F k =1000(P +ZG 0)(W K +i p ) g=1000(7+24×0.61)( 0.011+0.003) ×9.8=2969 (N)式中W K ——空列车运行的阻力系数,查表3-9取W K =0.011 b.每台电动机的牵引力F zh ′= F z /n d =2683.6/2 = 1341.8(N)F k ′= F k /n d =2969/2 = 1484.5 (N)式中n d ——电机车的实际电动机的台数c.确定机车的实际运行速度根据F zh ′和F k ′查牵引电动机的特性曲线《矿山运输及提升设备》图3-10得重列车运行时的电机电流I z =30A 实际运行速度V z = 17.5km/h=4.86m/s 和空列车运行时的电机电流I k =33A 实际运行速度V k =17km/h =4.72 m/s重列车平均运行速度 V zp =0.75V z =0.75*4.86=3.64 m/s空列车平均运行速度 V kp =0.75V k =0.75*4.72=3.54 m/sd.计算重、空列车在最大运输距离上的运行时间t zh =1000L max / 60V zp =1000×2.6/60*3.64=11.9(min)t k =1000L max / 60V kp =1000×2.6/60*3.54=12.2(min)式中:L max ——最大运输距离,L max =2.6 km ;e.计算等效电流I d =α[(I z 2 t z +I k 2 t k )/( t z +t k +θ)]0.5=1.15[(302 ×11.9+332× 12.2)/( 11.9+12.2+20)]0.5 =26.68 (A)f.检验温升条件I d =26.68A ≤ I ch =34A 能满足温升条件②验算制动距离按重列车运行速度和最大制动减速度验算制动距离。
制动时的减速度为P ψ+[P +Z(G +G 。
) ]( W Z —i p ) b = ———————————————— 0.11[P +Z(G +G 。
) ]7×0.17+[7 +24(1+0.61) ]( 0.009—0.003)= ———————————————————— 0.11[7 +24(1+0.61) ]=0.29 (m/s 2)式中:b ——制动时的减速度,m/s 2ψ——制动状态的粘着系数,ψ=0.17实际的制动距离为V Z 2 4.862 l Z = —— = ———— = 40.69 (m) 2b 2×0.29式中:v zh ——重列车运行速度,m/s ;因l Z 40m ;故不能满足要求。
这时可采取减少矿车组中的矿车数来调节,将矿车组中矿车数减少为20辆来计算P ψ+[P +Z(G +G 。
) ]( W Z —i p ) b = ———————————————— 0.11[P +Z(G +G 。
) ]7×0.17+[7 +20(1+0.61) ]( 0.009—0.003)= ———————————————————— 0.11[7 +20(1+0.61) ]=0.33 (m/s 2)实际的制动距离为V Z 2 4.862 l Z = —— = ———— = 35.7 (m)2b 2×0.33故经减少矿车组中的矿车数后l Z小于40m,因此能满足要求四、电机车台数的确定机车往返一次所需要的时间1000L1000L 1000×2.361000×2.36T=———+———=—————+————60V zp V kp 60×3.64 60×3.54= 42.5 s一台机车在一个班内能往返运行的次数60T b60×7n=———=—————=10 (次)T+θ42.5式中:T b——电机车每班工作小时数,因需运送货载取T b=7h;T——机车往返一次的运输时间,min ;L——加权平均距离,km;每班需要运送煤矸的列车数N hK1K2A b 1.25×1.2×666.67N h=———=————————=50 (次)ZG 20×1式中:K1——运输不均匀系数,取K1=1.25K2——矸石系数,取K2=1.2A b——每班的运煤量,t/班;取A b=600000/300/3=666.67(t/班)Z——车组中的矿车数;G——矿车载重,t。
每班所需运行的总次数Z oN0=N h=50(次)⑸确定工作电机车台数N oN o=N0/ n=50/ 10=5(台)⑹矿井电机车总台数NN=N o+N b=5+0.25*5=6.25(台)N b——备用电机车台数,N b =0.25 N o=0.25 ×5=1.25(台)故矿井电机车总台数应为7台。