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某煤礦機電設(shè)備選型設(shè)計畢業(yè)論文-預(yù)覽頁

2025-07-14 08:52 上一頁面

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【正文】 個值范圍內(nèi)變化,選擇截煤機時的牽引速度,要根據(jù)下述幾個方面因素,綜合考慮。m—采煤機采煤機一條截線上安裝的的截齒數(shù),取3個。綜上所述,采煤機的牽引速度取V=采煤機的牽引速度確定后,則采煤機的生產(chǎn)率Q為Q=60γ(t/h)將上述確定的直帶入公式求得采煤機的生產(chǎn)率為Q=60=(t/h)由于采煤機在截割和裝載過程中,受到很多因素的影響,所需電機功率大小,很難用理論方法精確計算,常采用類比法或比能耗法來估算。h/t, AX——煤層截割阻抗,330 N/mm, A——基準煤截割阻抗,取190 N/mm, HωB——基準煤比能耗,通過插入法計算知, kW則:采煤機所需電機功率為:式中:K1——功率利用系數(shù),采煤機用一臺電機驅(qū)動,取1, K2——功率水平系數(shù),(牽引速度調(diào)節(jié)方式為自動調(diào)節(jié),~)則:由于國內(nèi)采煤機的功率均以系列化,根據(jù)計算數(shù)值就近選取,設(shè)計選采煤機的功率為150kW。且其機電設(shè)備選型大部分為國家淘汰產(chǎn)品,本次設(shè)計根據(jù)實際進行了適當(dāng)調(diào)整。,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,m hmax——工作面最大采高, H——采煤機截割部減速箱高度,一般等于電機高度, L——搖臂長度, αmax——搖臂向上擺動最大角度20176。Kmax=-=(m)采煤機臥底量一般為90~300mm,滿足要求。、支護設(shè)備、輸送機配套關(guān)系圖采煤機、輸送機、支護設(shè)備均已系列化,選取設(shè)備時,應(yīng)根據(jù)計算參數(shù)選擇相近參數(shù)的設(shè)備。h刮板輸送機的鋪設(shè)傾角(β)煤層傾角為14176。刮板輸送機的運輸能力為Q=(V-Vc/60)式中:F——運行物料的斷面積, γ——物料的散碎密度, V——刮板鏈速, Vc——采煤機牽引速度, ψ——裝滿系數(shù),則:Q=900(-)=>Qc=所選刮板輸送機適合。g(2)空段直線段的總阻力Wk=q1總的牽引力W0可按下式計算W0=(Wzh+Wk) =(124964+13257) =167247N(1)判斷最小張力點的位置設(shè)計選取雙機頭驅(qū)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。刮板輸送機刮板鏈的安全系數(shù)為n==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)。設(shè)計原始資料:帶式輸送機的鋪設(shè)長度,800m帶式輸送機的鋪設(shè)傾角,0176。)DSJ100/80/16010001000160177。(q+qd)Lgsinβ =(61++)8001 =(N)式中:Wzh——重段運行阻力,N q——單位長度輸送帶上物料的重量,kg/m q=Qc/=557/Sminzh =5 (q+qd)gcosβ =5(57+) =空段輸送帶允許的最小張力:Smink =5qggcosβ = 53cosβ =788N強度驗算輸送帶為強力帆布輸送帶,帶強P0=960N/cm層,設(shè)計輸送帶按硫化接頭,7層帆布設(shè)計。根據(jù)工作面運輸順槽設(shè)備選型,采區(qū)上山運輸設(shè)備仍選擇帶式輸送機。輸送帶寬度驗算B≥2a+200=800mm≤1000mm (最大粒度a=300mm) 滿足運行阻力計算(1)重段直線段的運行阻力:Wzh=(q+qd+)Lgcosβ(q+qd)Lgsinβ =(61++)700cos14176。+700sin14176?!睸e〕=牽引力及電機功率計算輸送機主軸牽引力為F0=S1-S5+(S1+S5) =-+(+) =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。采區(qū)上山輔助運輸設(shè)備選用單軌吊運輸。在其爬坡范圍之內(nèi)。實行四班工作制,三班采煤,一班準備,每天生產(chǎn)時間為18小時。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=。加權(quán)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=式中:ψ——制動狀態(tài)的粘著系數(shù), ip——軌道的平均坡度, b——制動減速度,用下式計算 = Vs——取長時速度,= Lzh——實際制動距離,m Lzh=Lzhi-Vst=40-2= Lzhi——按運送物料制動距離40m t——制動空行程時間,取2s。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。 第三章 礦井提升設(shè)備選型設(shè)計An=60萬t/aHs=360mHz=18mHx=18mγ=br=300dt=18h單水平開采。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61937170右同三角形股鋼絲繩。mDt=80d=8037=2960mmDt=1200δ=1200=2880mm根據(jù)計算選擇TSH型天輪。計算得:α1=176。12′51″<1176。滿足規(guī)范要求?;诽嵘跫铀俣萢0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, h0——箕斗離開曲軌內(nèi)的行程,~設(shè)計取a0=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,570kW ηj——出動效率, λ——電動機過負荷系數(shù), ——提升系統(tǒng)變位質(zhì)量,104130kg Vm——提升機實際提升速度,按減速器允許的輸出傳動轉(zhuǎn)矩來確定主加速度。、臺數(shù) 及凈排水揚程高度HgQb≥=700=840m3/hHg=Hx+Hp=5+390+1=396m式中:Hx——吸水高度,取5m Hp——排水高度,取開采水平距井口的標高差再加1m。檢修水泵的臺數(shù)n3n3==檢修泵數(shù)量選1臺則水泵臺數(shù)n為n=n1+n2+n3=2+1+1=4臺水泵正常工作時,要求滿足下式Hg≤=420=378m根據(jù)排水泵的數(shù)量及各涌水期排水泵的臺數(shù),設(shè)計選擇3趟排水管路,正常排水時、最大排水時合用2趟,備用1趟。吸水管外徑:dx= ==取dx=335mm δx=10mm排水管路布置見附圖如下:(改后的) Lp=Hg+(40~50)=396+(40~50)=436~446m取Lp=446m,Hx=8m、吸水管路特性當(dāng)量管路特性:吸水管、名稱數(shù)量系數(shù)底閥、帶慮網(wǎng)190176。Vx=Hs=(Hs=>吸水高度滿足要求。E=式中:——水泵房輔助用電系數(shù), ρ——礦井水密度,1020kg/m3 ηc——傳動效率,直聯(lián)傳動取1 ηd——電動機效率, ηw——電網(wǎng)效率, η′η″——正常、最大涌水時期水泵效率,80% Q′Q″——正常、最大涌水時期水泵流量,531m3/h= n1 n′——正常、最大涌水時期水泵工作臺數(shù),2 TB、TM——正常、最大涌水時期每臺水泵每日工作小時數(shù),16h、24h tB、tM——一年內(nèi)正常、最大涌水期持續(xù)天數(shù),320d、45d全礦年電耗為:106kW最大靜效率點位于。工作面采用的鑿巖機為YT30型,風(fēng)鎬為G-7,采用三班工作,各工作面工作臺數(shù)如下表:工作面YT30G7工作班時M443K313G322H222I413J213N322確定空氣機的位置:采用地面集中設(shè)置空壓機站,機房設(shè)在副井筒30米處。則:礦井所需的風(fēng)量按第一班計算,所需總供氣量為:Q=a1a2Y=16=式中:ni——在計算工作面內(nèi)第i種風(fēng)動工具的總臺數(shù),16臺 qi——每臺風(fēng)動工具的耗氣量, ki——該種風(fēng)動工具的同時工作系數(shù), a1——輸氣管網(wǎng)漏氣系數(shù), a2——考慮風(fēng)動工具磨損后,耗氣量增加的系數(shù), Y——海拔高度修正系數(shù)。一臺工作,一臺檢修,一臺備用。采區(qū)變電所的電源用雙回路由井下車場中央變電所供給,在該采區(qū)設(shè)一個綜采工作面,一個掘進工作面。為綜采工作面配套設(shè)套電壓等級為1140V,660V,127V,12V用電設(shè)備供電。 依照變電所位置的確定的原則,確定采區(qū)變電所位置在靠近集中運輸巷的地方——上山和運輸上山之間的橫貫內(nèi)。采煤機組及下順槽運輸機采用單獨電纜供電,自工作面配電點到各個動力設(shè)備采用輻射式的供電,上山運輸機采用干線式式供電.根據(jù)現(xiàn)在用電設(shè)備及其配置情況,決定在進行順槽設(shè)移動變電站供電配電點一個,設(shè)置2臺移變組成移變電所,變壓器供出1140V電壓.1臺移變供出660V系統(tǒng)供電.表531 采區(qū)負荷統(tǒng)計表序號名稱型號使用個數(shù)額定容量Pn/kW額定電壓Vn/V額定電流In/A功率因素cosφn額定效率ηn負荷系數(shù)KLO1采煤機MG200120021140108222刮板機SGZ730/32011602114023順槽帶式輸送機DSJ100/80/1601802114024順槽轉(zhuǎn)載機SZZ764/132113211405破碎機PCM-110111011406乳化液泵XRB2B-80/200120011401167噴霧泵XPB-250/551551140368液壓安全絞車JD131136609順槽絞車JD4024026604510上山帶式機DX1000/551556606211設(shè)備總?cè)萘?525移動變壓器容量、臺數(shù)確定①給1140V系統(tǒng)供電的變壓器=式中:SBJ——變壓器的計算許用容量,kVAKx——需用率,——聯(lián)結(jié)到變壓器的用電設(shè)備的總額定容量,1525kW cosψpj——電動機加權(quán)平均功率因素,根據(jù)計算選用兩臺KSGZY-630/6/。②采區(qū)變電所內(nèi)高壓配電箱到綜采面順槽內(nèi)KSGZY-315/。電纜截面大于50mm2。系統(tǒng)電抗因為變壓器二次側(cè)空載電壓(平均電壓)V ar=1140V,井下主變電所短路容量Ss=50MV查表得:R0=,X0=。查表得:R0=,X0=。L==至此,可求得低壓電纜的總電阻RLV,Σ和XLV,Σ分別為:RLV,Σ=+=XLV,Σ=+=并知至短路點S10的每相總電阻RΣ和XΣ分別為:RΣ=RLV,Σ+RT+Rt2,1+Rca=+++ =(Ω)XΣ=XLV,Σ+XT+Xt2,1+Xsy =+++ =(Ω)短路電流計算將上述各計算值帶入下式:經(jīng)過與上同樣的計算可以計算出其他各點的短路電流值。開關(guān)選擇如下:開關(guān)代號開關(guān)型號開關(guān)負荷SM6BQD10-80ZND/660型回風(fēng)順槽調(diào)度絞車,40kWSM7BQD10-80ZND/660型回風(fēng)順槽調(diào)度絞車,40kWSM8BQD10-80ZND/660型回風(fēng)順槽調(diào)度絞車,40kWSM9BQD10-80ZD/660型上山膠帶機,55kW:T1移動變電站供電系統(tǒng)過流保護裝置的整定1)順槽帶式輸送機控制開關(guān)SM1過流保護整定SM1為QJZ2120/1140型磁力起動器,它裝有熔斷器和JBD電子保護器,對所控制電動機進行過載短路 保護。②靈敏度校驗2)噴霧泵站控制開關(guān)SM2過流保護整定SM2為BQD10-80ZD/1140型磁力起動器,它裝有熔斷器和JBD電子保護器,對所控制電動機進行過載短路保護。②靈敏度校驗3)乳化液泵站控制開關(guān)SM3過流保護整定SM3為BQD10-200ZND/1140型磁力起動器,它裝有熔斷器和JBD電子保護器,對所控制電動機進行過載短路保護。②靈敏度校驗4)刮板機控制開關(guān)SM5過流保護整定SM5為QJZ2200/1140型磁力起動器,它裝有熔斷器和JBD電子保護器,對所控制電動機進行過載短
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