矿用电机车选型计算 OK
井下电机车选型设计方案1
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：。
电机车选择计算
按列车制动距离计算车组重量Q/kg
αzd—制动时的减速度，m·s-2，
Vzd—列车开始制动时的速度，m·s-1
Lzd—列车制动，m。《规程》规定，运物时Lzd≤40m，运人时Lzd≤20m
续表
计算步骤
最小值，kg
G0—矿车自重，t
Gz—矿车载重，t
一台电机车每班可能往返次数n /次
t1—电机车每班工作时间，h
每班运送的货物需要电机车运行的次数nb/次
K—运输不平衡系数，一般取K=1.25
Ap—每班的运送货载量，t
G—矿车载重，t
每班电机车运行的总次数n0/次
nr—每班运送人员电机车运行的总次数，次
工作电机车的台数N/辆
F0—电机车长时牵引力，N
α—调车系数：
运输距离L/km
<1
1～2
>2
α
1.4
1.25
1.15
τ—相对连续运行时间，min：
t1—电机车往返一个行程净运行时间，t1=2000L/60Vp，Vp=0.75Vc
L—总运输距离，km
Vp—电机车平均运行速度，m·s-1
Vc—电机车长时运行速度，m·s-1
θ—电机往返一个行程停车及高度时间，min
电机车选择计算
计算步骤
公式、符号、参数
按电机车的牵引力计算车组的重量Q/kg
P—电机车的重量，
Pn—电机车的粘着重量，一般P=Pn
ψ—粘着系数：列车启动(撒砂)ψ=0.24
列车运行(不撒砂)ψ=0.12
列车运行、制动(撒砂)ψ=0.17
ω—列车运行阻力系数，N·t-1：空列车：ωk，空列车：ωz
矿车容积
部分矿用电机车配套件容量选择合理性的判断方法
式 中： Ｐ —— 牵 引 电机总 的额定 功率 ， ｋ Ｗ；
［ ， ＿ 电源 电压 ， Ｖ；
卵 — —牵 引 电机效 率 ， 一般取 ７ ０ ％～ ９ ０ ％。
例如， 某公 司 申报 的 Ｃ Ｊ Ｙ ７ ／ ６ Ｇ Ｐ （ ５ ５ ０ Ｖ） 变 频 调 速架 线式 工矿 电机 车采 用 两 台 Ｙ Ｖ Ｆ － ２ ２ Ｑ（ ３ ８ ０ ） 牵 引
ｌ ｏ ｃ ｏ ｍｏ ｔ ｉ ｖ ｅ ａ ｎ ｄ ｔ ｈ ｅ ｃ ａ ｐ ａ ｃ ｉ ｔ ｙ ｏ ｆ ｓ ｐｅ ｅ ｄ ｄ ｒ ｉ ｖ ｅ ｒ ｅ ｓ ｉ ｓ ｔ ｏ ｒ ．Ｉ ｔ ｐ ｌ ａ ｙ ｓ ａ ｎ ｉ ｍｐｏ ｔａ ｒ ｎ ｔ ｐ ａ ｒ ｔ ｏ ｎ ｉ ｍｐ ｒ ｏ ｖ ｉ ｎ ｇ ｒ ｅ ｌ ｉ ａ ｂ ｉ ｌ ｉ ｔ ｙ ｏ ｆ ｌ ｏ ｃ ｏ ｍｏ ｔ ｉ ｖ ｅ’ Ｓ ｓ ｆｅ ａ ｏ ｐ ｅ ｒ ａ ｔ ｉ ｏ ｎ．
ห้องสมุดไป่ตู้
０ 引 言
是 过载 和短 路保 护 的作 用 。由于给 电机 车供 电 的电
源 都是 直流 的 （ 蓄 电池 或架 空线 ） ， 其通 过 插 销 连接 器 和 自动开 关 的 电流 均 以下式计 算 ：
，＝１ ０ ０ ０・ Ｐ ／ （ Ｕ・ 叼 ） （ １ ）
煤 矿井 下用 电机 车有 防爆 特殊 型 蓄 电池 电机 车 和架 线 式工矿 电机 车 等 ， 它 们 是煤 矿 运 输 物 料 和 煤 炭 的重要 设备 。 目前 ， 电机 车 用 于煤 矿 井 下 须 取 得 国家 矿用 产 品安 全 标 志 中心 发 放 的安 全 标 志 证 书 ， 并 在 申办 过程 中应 对产 品进 行技 术 审查 。矿 用 电机 车 电气配 套件 如牵 引 电动 机 ， 插 销 连 接 器 或 自动 开
矿井采用8t蓄电池电机车运输设计讲解
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
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
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。
井下大巷电瓶车平巷运输计算
ψ-—机车粘着系数，启动ψ=0.09；
Wzh-—重列车起动时的阻力系数,取0。0135；
i-—轨道线路平均坡度，i=3‰;
a——列车起动时的加速度，a =0。03m/s2；
所以:
2．按牵引电动机允许温升条件计算
式中：Fch—-电机车长时牵引力，7060N；
P--机车重量，取5t；
西翼轨道巷平巷辅助运输验算
机电科
2010年4月12日
西翼轨道巷平巷辅助运输采用安全型蓄电池电机车组列运输。电机车型号为CTY5/6GB型，轨距600mm，,粘着重量P=5t。
一、蓄电池电机车选型计算:
1．按电机车粘着重量计算：
以电机车在最困难的启动条件下启动时，车轮不打滑为计算依据。
Qzh≤
式中:P—-机车粘着重量，5t;
式中：Vch机车长时制运行速度，Vch取12km/h；
LT制动距离，运送物料时取40m；
按制动条件计算车组重量的最大值是：
式中：Qzh——重车组质量，t；
P——机车重量,t；
ψ——机车制动时粘着系数,取ψ=0.09;
Wzh—重列车运行的阻力系数，取0.009；
I——轨道的平均坡度，取i＝3‰；
b——列能消耗系数，取1.4；
T—-机车往返一次的运行时间，min；
θ-—列车往返一次的运行时间，min;
Wzh——重列车运行阻力系数，取0.009；
id—-等阻力坡度一般为2‰-3‰，取2‰;
其中：
式中: 列车往返一次的运行时间,min；
Lp加权平均运距，Km,取0.9km;
Vzh重列车的运行速度，Km/h,取6km/h；
由此：
4．列车中矿车数量的确定
电机车选型计算
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 。
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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。