Определение параметров трассы челнокового (катучего) ленточного конвейера

Содержание

1. Расчёт цилиндроконического бункера…………………………..
2. Расчёт горизонтально-наклонного ленточного конвейера………
3. Определение параметров трассы челнокового (катучего) ленточного конвейера …………………………………………………
4. Расчёт ковшового наклонного обезвоживающего элеватора……
5. Расчёт прямоугольного бункера с пирамидальным днищем……
6. Расчёт наклонно-горизонтального ленточного конвейера………
7. Определение параметров ленточного конвейера с разгрузочной тележкой ……………………………………………………...
Используемая литература…………………………………………….

1. Расчёт цилиндроконического бункера

Дано: Q=800т/ч ; ρ=0,8 т/м³ ; a’_max=350 мм.

Считается, что перед отгрузкой материала в бункера происходит дробление, поэтому

‌

На ЦОФ, перерабатывающих коксующиеся угли, широко используют цилинд рические бункера, у которых высота корпуса значительно превышает его диаметр (рис.1). Такие бункера называются силосами или силосными банками. Для обеспечения необходимой вместимости одиночные бункера объединяют в многоячейковые бункерные блоки. В угольной промышленности в качестве типовых приняты двухрядные силосные блоки, состоящие из силосных банок диаметром 12 м,

вместимостью 2500или 1600т. H_Б1≥2D (стр.3.[1]),т.е. H_Б1≥24 м, принимаем предварительно высоту бункеровH_Б1=24 м.

Емкость бункеров аккумулирующих и дозировочно - аккумулирующих бункерных устройств принимается в соответствии с НТП для центральных (ЦОФ) углеобогатительных фабрик на 19 часов работы фабрики из расчета усреднения качества угля и обеспечения ритмичной работы фабрики.

где Q-производительность ЦОФ ,т/ч.

Определяем объём бункера:

где V – объём бункера, м³;

Q – ёмкость бункеров, т;

ρ – насыпная плотность груза, т/м³

Находим объём ячейки:

Количество ячеек принимается равным 8, для того чтобы было возможным установить ячейки в 2 ряда по 4 штуки. Тогда действительный объем ячейки определится V_я ,м³:

Определяем наименьший размер выпускного отверстия:

;

k – опытный коэффициент; т.к. груз рядовой, то k=2,4; (стр. 12, [1])

φ – угол естественного откоса; φ=45º; (таблица 2.2, [1])

Определяется ширина грузонесущего органа подбункерного питателя, и окончательно принимаются размеры выпускного отверстия бункера.

Ширина грузонесущего органа питателя В_п не должна быть меньше ширины выпускного отверстия бункера d.В то же время с цельюэффективного использованиярабочей поверхностигрузонесущего органа его ширины не должна намного превышать размер выпускного отверстия бункера. Поэтому, если это не выполняется ,необходимо ширину выпускного отверстия бункера скорректировать в сторону увеличения.

В_п≥0,8d, где В_п - ширина питателя.

d≈0,8∙В_п;

Производительность после выхода материала из бункера

Q₃=0,8* Q = 0,8*800 = 640 т/ч

Так как ячейки установлены в 2 ряда,то нагрузка на питатели делится пополам, по

лучаем

Q_п=640/2=320 т/ч, где Q_п- часовая производительность питателя.

Принимаем питатель ПК-1,2-8 с производительностью Q_п=320 т/ч; В_п=1000 мм;

d≈0,8∙1000=800 мм;

В соответствии с характеристикой хранимого груза принимается угол наклона стенок выпускной части бункера a и определяется ее высота h,м :

a=φ+(5÷10º); (стр. 13, [1])

где a – угол наклона стенок выпускной части бункера;

Принимаем α=55º;

Определяем высоту выпускной части бункера (h):

где Д и d – диаметр бункера соответственно по верху и по низу;

Для загрузки ячеек бункера принимает челноковый (катучий) ленточный конвейер.

где Q – часовая производительность фабрики, т/ч;

ρ – насыпная плотность груза, т/м³;

υ – скорость ленты, м/с;

В – ширина ленты, м;

С – коэффициент, зависящий от угла b наклона конвейера к горизонту, угла φ естественного откоса груза в покое и желобчатости ленты, характеризуемой углом a'_р наклона боковых роликов роликоопор верхней ветви ленты;

Q=275 т/ч; a'_р=30⁰; (стр. 10, [2])

υ=2,5 м/с; (таблица 1.2, [2])

С=365; (таблица 1.3, [2])

окончательно принимаем ширину ленты В=1000 мм

Определяем объём пустот бункера (V_пуст):

Определяем строительный (геометрический) объём ячейки бункера (V₀):

V_o=V_яч+V_пуст=2375 +452,16=2827,16 м³;

Рассчитываем объём выпускной части бункера (V_в):

Находим высоту верхней части бункера (Н):

Полная высота бункера Н_Б:

Н_Б=Н+h=22,15+8=30,15 м;

≤2,5÷3,0 (стр. 16, [1])

Следовательно, считаем, что бункер глубокий.

Находим коэффициент заполнения бункера (ψ):

Определяем вертикальное давление на дно бункера Р_в:

где f – коэффициент трения груза о стенки бункера;

ρ – насыпная плотность груза, т/м³;

k_п – коэффициент подвижности груза;

R – гидравлический радиус бункера, равный отношению площади поперечного сечения бункера к его периметру R=D/4=12/4=3 м ;

f=0,7; (таблица 2.5, [1])

где φ′ – угол внутреннего трения;

φ′≈φ=45º;

Вычисляем скорость истечения груза из бункера (υ):

где λ – коэффициент истечения;

λ=0,4; (таблица 2.6, [1])

Вычисляем пропускную способность бункера (Q):

где S – площадь выпускного отверстия бункера;

2. Расчёт горизонтально-наклонного ленточного конвейера

L_1Г=ℓ_4-5+ℓ_5-6=40 м; β₁=13º; ℓ_3-4=ℓ_8-9; h_3-4=h_8-9;

Принимаем ленту ТК-150 при ширине ленты В=1000 мм; (таблица 1.7, [2])

(стр. 10, [2])

Принимаем R₂=125м (таблица 1.8, [2])

где R₂ – вогнутый изгиб;

ℓ_1-2= ℓ_5-6=1 м;

где ℓ_1-2 – длина ленты от точки 1 до точки 2;

ℓ_4-5=40-1=39 м; L_1Г=ℓ_7-8=40 м;

ℓ_г=22,5 м; h=2,56 м; (таблица 1.10, [2])

где b – коэффициент;

ℓ_8-9= ℓ_3-4= ℓ_г∙b=22,5∙1,25=28,13 м ;

h_8-9=h_3-4=h∙b=2,56∙1,25=3,2 м ;

H=H_Б+10 м=30,15+10=40,15 м;

h_2-3=H-h_8-9=40,15-3,2=36,95 м;

h_9-10=H-h_8-9=40,15-3,2=36,95 м;

ℓ_2-3= ℓ_9-10- ℓ_1-2=160,65-1=159,65; ℓ_5-6=1 м;

определяем общую длину конвейера L

L = L_1Г+ ℓ_8-9+ ℓ_9-10 =40+28,13+159,65=227,78.

Уточнённый расчёт ленточного конвейера:

Выбор скорости и ширины ленты:

принимаем ширину ленты В=1000 мм, при a’_max=450 мм,что удовлетворяет усло вию a’_max>350 мм,отсюда получаем v=2.0 м/с

окончательно принимаем В=1000 мм

Определение постоянных линейных нагрузок:

где q_г – масса груза, приходящаяся на 1 м длины ленты;

g=10 м/с²; (стр. 20, [2])

q_{л. ср}=16,6 даН/м; (таблица 2.1, [2])

где q_{л. ср.} – средняя линейная нагрузка от массы ленты;

где ℓ'_р – расстояние между роликоопорами верхней ветви;

ℓ''_р – шаг роликоопоры нижней части ветви; (стр. 23, [2])

q′_p=17,2 даН/м; q′′_p=9 даН/м;

где q′_p и q′′_p – линейные нагрузки от массы вращающихся частей роликоопор верхней и нижней ветви ленты (таблица 2.3, [2])

Определяем натяжения ленты в характерных точках трассы конвейера:

S₁= S_сб; где S_сб – натяжение сбегания;

S₂= S₁+W_1-2; где W_1-2 – сопротивление участка 1-2;

W_1-2=0,02∙S₁;

S₂= S₁+0,02∙S₁=1,02S₁;

w=0,04

S₃= S₂+W_2-3; W_2-3=ℓ_2-3∙w(q_л+q′′_р)-q_л∙h_2-3;

W_2-3=159,65* 0,04(16,6+9)-16,6∙36,95=163,48-613,37=-449,89 даН;

S₃=1,02S₁ – 449,89;

S₄= S₃+W_3-4; W_3-4=ℓ_3-4∙w(q_л+q′′_р)-q_л∙h_3-4;

W_3-4=28,13∙0,04(16,6+9)-16,6∙3,2=28,81 –53,12=-24,31 даН;

S₄=1,02S₁-449,89-24,31=1,02S₁ – 474,11;

S₅= S₄+W_4-5; W_4-5=ℓ_4-5∙w(q_л+q′′_р);

W_4-5=39∙0,04(16,6+9)=39,94 даН;

S₅=1,02S₁- 474,11+39,94=1,02S₁ – 434,17;

S₆=S₅+W_5-6; W_5-6=0,02∙S₅;

W_5-6=0,02∙(1,02S₁ – 434,17)=0,0204S₁-8,68;

S₆=1,02S₁ – 434,17+0,0204S₁-8,68=1,0404S₁-442,85;

S₇=S₆+W_6-7; W_6-7=0,04∙S₆;

W_6-7=0,04∙(1,0404S₁-442,85)=0,042S₁-17,71;

S₇=1,0404S₁-442,85+0,042S₁-17,71=1,08S₁-460,56;

S₈=S₇+W_7-8; W_7-8= ℓ_7-8∙w(q_г+q_л+q′_р);

W_7-8= 40∙0,04(38,2+16,6+17,2)=115,2 даН;

S₈=1,08S₁-460,56+115,2=1,08S₁-345,36;

S₉=S₈+W_8-9; W_8-9= ℓ_8-9∙w(q_г+q_л+q′_р)+h_8-9(q_г+q_л);

W_8-9= 28,13∙0,04(38,2+16,6+17,2)+3,2(38,2+16,6)=81,01+175,36=256,37 даН;

S₉=1,08S₁-345,36+256,37=1,08S₁-88,99;

S₁₀=S₉+W_9-10; W_9-10= ℓ_9-10∙w(q_г+q_л+q′_р)+h_9-10(q_г+q_л);

W_9-10= 160,65∙0,04∙(38,2+16,6+17,2)+36,95∙(38,2+16,6)=462,67+2024,86=2487,53 даН;

S₁₀=1,08S₁-88,99+2487,53=1,08S₁+2398,54;

S_нб= S₁₀=1,08S_сб+2398,54; где S_нб – натяжение набегания;

b₁=1,08; b₂=2398,54

т.к. α=210⁰; значит μ=0,35, (таблица 2.5, [2])

где α – угол обхвата барабана лентой;

μ – коэффициент сцепления;

е^μα=3,61 (таблица 2.6, [2])

S₁=948,04даН;

S_нб=S₁₀=1,08∙948,04+2398,54 = 3422,42 даН;

S₉=1,08∙948,04-88,99=934,89 даН;

S₈=1,08∙948,04 -345,36= 678,52 даН;

S₇=1,08∙948,04 -406,56=617,32 даН;

S₆=1,0404∙948,04-442,85=534,49 даН;

S₅=1,02∙948,04 -434,17=532,83 даН;

S₄=1,02∙948,04 -474,11=492,89 даН;

S₃=1,02∙948,04 -449,89=517,11 даН;

S₂=1,02∙948,04=967 даН;

т.к. μ=0,35, то η_б=0,93; (стр. 31, [2])

Выбор типоразмеров приводного барабана и конвейера

Окружное усилие Р на приводном барабане определится:

где η_б – КПД приводного барабана;

S=S_нб+S_сб=3422,42+948,04=4370,46

Р=2660,62даН; S=4370,46 даН;

Принимаем предварительно типоразмер приводного барабана:

10080Ф – 120

Р_доп=4000 даН; S_{б доп}=6300 даН; М_{кр б}=1600 даН∙м; Д_пр=0,63 м; (таблица 3.1, [2])

Расчётный крутящий момент на валу приводного барабана определяется:

Следовательно, окончательно принимаем этот барабан.

Выбор типоразмеров электродвигателя и редуктора привода

Определяем расчётную мощность электродвигателя N_р:

где k – коэффициент неучтённых потерь;

k=1,15; η_Р=0,7; (стр. 33, [2])

Принимаем электродвигатель 4АН250S4У3(таб.3,2[2])

N=90 кВт; n=1475 мин^-1;

Определяем расчётную частоту вращения приводного барабана:

Расчётное передаточное число редуктора определится:

Принимаем редуктор Ц2У-315Н (таб.3,3 [2])

i=25 М_{кр доп}= 860 даН∙м;

М_{б кр}< М_{кр доп}

Определяем фактическую скорость ленты при выбранных параметрах привода:

Выбор типоразмера ленты

S_max=S_нб;

Определяем расчётное число прокладок резинотканевой ленты z_р:

где n₀ – запас прочности ленты на разрыв;

В – ширина ленты, см;

k_р – номинальная прочность тканевых прокладок, даН/см ширины прокладки;

т.к. тип ленты ТК-150 k_Р=150 даН/см;

β= более 10⁰; n₀=9,4 (таблица 3.4, [2])

В=100 см;

Принимаем z=3

q_{л ср}=16,6 даН/м;

q_л=13,4 даН/м; (таблица 3.5, [2])

следовательно, не удовлетворяет условию,

поэтому принимаем z=4, q_л=14,8 даН/м;

,что удовлетворяет условию.

Следовательно, расчёт можно считать окончательным.

3. Определение параметров трассы челнокового (катучего) ленточного конвейера

Схема загрузки бункера челноковым (катучим) конвейером:

а – общий вид; б, в, г – узлы загрузки конвейера

Для конвейера без бортов длина зоны, не заполняемой материалом при конечном положении натяжного барабана, может быть ориентировочно получена в виде суммы:

где х – ход натяжного устройства, м;

Для В=1000 мм длина бортов ℓ_б=2 м;

Д=0,6 м;

ℓ₂≈0,9 м; х=0,5; (стр. 17,18, [2])

ℓ₀=2∙(0,7+2+0,9)+0,5=7,7 м;

L₁=ℓ₁+ℓ_б+r=0,7+2 +0,3=3 м

Принимаем а=1 м;

Длина конвейера L принимается в зависимости от длины бункеров (числа и размеров ячеек).

L=L₁+L₂-a=3+48-1=50 м

Уточнённый расчёт челнокового ленточного конвейера:

Q₂=275 т/ч;

Определение постоянных линейных нагрузок:

где q_г – масса груза, приходящаяся на 1 м длины ленты;

g=10 м/с²; (стр. 20, [2])

Ширина ленты В=1000 мм

q_{л. ср}=16,6 даН/м; (таблица 2.1, [2])

где q_{л. ср.} – средняя линейная нагрузка от массы ленты;

q′_p=17,2 даН/м; q′′_p=9 даН/м;

Определяем натяжения ленты в характерных точках трассы конвейера:

S₁= S_сб; где S_сб – натяжение сбегания;

S₂= S₁+W_1-2; где W_1-2 – сопротивление участка 1-2;

W_1-2=0,02∙S₁;

S₂= S₁+0,02∙S₁=1,02S₁;

w=0,04

S₃= S₂+W_2-3; W_2-3=ℓ_2-3∙w(q_л+q′′_р);

ℓ_1-2=ℓ_3-4=1 м;

ℓ_2-3=L-(ℓ_1-2+ℓ_3-4)=50-2=48 м;

W_2-3=48∙0,04(16,6+9) =49,2 даН;

S₃=1,02S₁+49,2;

S₄= S₃+W_3-4; W_3-4=0,02∙S₃=0,02∙(1,02S₁+49,2)=0,02∙S₁+0,9;

S₄=1,02S₁+49,2+0,02S₁+0,9=1,04S₁+50,1;

S₅= S₄+W_4-5; W_4-5=0,04S₄=0,04(1,04S₁+50,1)= 0,04S₁+2;

S₅=1,04S₁+50,1+0,04S₁+2=1,08S₁ + 52,1;

S₆=S₅+W_5-6+W_з.у.;

где W_з.у.– сопротивление на загрузочном устройстве;

ℓ_5-6=L/2=50/2=25 м;

W_5-6=ℓ_5-6∙w(q_г+q_л+q′_р);

W_5-6=25∙0,04(38,2+16,6+17,2)=72 даН;

W_з_._у_.=0,9∙q_л=0,9∙16,6=14,94 даН;

S₆=1,08S₁ + 52,1+72+14,94=1,08S₁+139,04;

S₇=S₆+W_6-7+W_з_._у;

W_6-7=ℓ_6-7∙w(q_г+q_л+q′_р);

ℓ_6-7=L/2=50/2=25 м;

W_6-7=25∙0,04(38,2+16,6+17,2)=72 даН;

W_з_._у_.=0,9∙q_л=0,9∙16,6=14,94 даН;

S₇=1,08S₁+139,04+72+14,94=1,08S₁+225,98;

S_нб= S₇; где S_нб – натяжение набегания;

b₁=1,08; b₂=225,98;

т.к. α=210⁰; значит μ=0,2, (таблица 2.5, [2])

где α – угол обхвата барабана лентой;

μ – коэффициент сцепления;

е^μα=2,08 (таблица 2.6, [2])

S₁=225,98 даН;

S₂=1,02∙225,98=230,49 даН;

S₃=1,02∙225,98 +49,2=279,69 даН;

S₄=1,04∙225,98 +50,1=285,11 даН;

S₅=1,08∙225,98 +52,1=296,11 даН;

S₆=1,08∙225,98 +139,04=383,09 даН;

S₇=1,08∙225,98 +225,98=470,03 даН;

S_нб=S₇= 470,03 даН;

Выбор основного оборудования конвейера

Окружное усилие Р на приводном барабане определится:

где η_б – КПД приводного барабана;

S=S_нб+S_сб=470,03+225,98=696,01 даН;

Р=262,42 даН; S=696,01 даН;

Принимаем предварительно типоразмер приводного барабана:

10040-60

Р_доп=575 даН; S_{б доп}=1370 даН; М_{кр б}=115 даН∙м; Д_пр=0,4 м; (таблица 3.1, [2])

Расчётный крутящий момент на валу приводного барабана определяется:

Следовательно, окончательно принимаем этот барабан.

Выбор типоразмеров электродвигателя и редуктора привода

Определяем расчётную мощность электродвигателя N_р:

где k – коэффициент неучтённых потерь;

k=1,15; η_Р=0,9; (стр. 33, [2])

Принимаем электродвигатель 4АН160S4У3

N=18,5 кВт; n=1450 мин^-1;

Определяем расчётную частоту вращения приводного барабана:

Расчётное передаточное число редуктора определится:

Принимаем редуктор Ц2У-315Н

i=16 М_{кр доп}= 920даН∙м;

М_{б кр}< М_{кр доп}

Определяем фактическую скорость ленты при выбранных параметрах привода:

Выбор типоразмера ленты

S_max=S_нб;

Определяем расчётное число прокладок резинотканевой ленты z_р:

где n₀ – запас прочности ленты на разрыв;

В – ширина ленты, см;

k_р – номинальная прочность тканевых прокладок, даН/см ширины прокладки;

т.к. тип ленты ТК-150 k_Р=150 даН/см;

β= более 10⁰; n₀=9,4 (таблица 3.4, [2])

В=100 см;

Принимаем z=3

q_{л ср}=16,6 даН/м;

q_л=13,4 даН/м; (таблица 3.5, [2])

следовательно, не удовлетворяет условию,

поэтому принимаем z=4

q_л=14,8 даН/м;

Следовательно, расчёт можно считать окончательным.

4. Расчёт ковшового наклонного обезвоживающего элеватора

Q₃=0,8∙Q=0,8*800=640 т/ч;

где Q₃ – производительность элеватора;

а'_{4 ср}=0,25∙а'₁=0,25∙105=26,25мм;

Н=20 м; b=65⁰; ρ=0,80 т/м³;

Принимаем к установке элеватор ЭО10С.

Q=220 т/ч при υ =0,25 м/с; тогда

Определяем линейную массу груза:

где Q – производительность элеватора, т/ч;

υ – скорость элеватора, м/с;

Рассчитываем линейную массу цепи с ковшами:

q₀=m_э∙q, кг/м;

где m_э – эмпирический коэффициент;

q – линейная масса груза;

m_э=0,9 (таблица 7.5, [3])

Определяем сопротивление груженой и порожней ветви элеватора:

W_гр=L∙g∙(q+q₀)∙(w∙cosb+sinb), Н

где L – длина транспортирования, м;

w – коэффициент сопротивления;

w=0,2

где Н – высота подъёма, м;

b – угол наклона элеватора;

W_гр=22,22∙9,8∙(311,11+280)∙(0,2∙cos65+sin65)=127945,44 Н

W_п=L∙g∙q₀∙(w∙cosb-sinb), Н

W_п=22,22∙9,8∙280∙(0,2∙cos65-sin65)= -50362,61 Н

Рассчитываем сопротивление зачерпыванию груза:

W_зач=k_зач∙g∙q, Н

где k_зач – коэффициент зачерпывания, отражающий удельную работу, затрачиваемую на зачерпывание груза, Н∙м/Н, при υ=1,25÷2,5 м/с; (стр. 113, [3])

т.к. скорость выбранного элеватора υ=0,25 м/с, то k_зач=1

W_зач=1∙9,8∙311,11=3048,88Н;

Принимаем минимальное натяжение в точке 2: S₂=3000 Н; (стр. 113, [3])

S₁=S₂-W_п=3000-(-50362,61)= 53362,61 Н;

S₃=k∙S₂+W_зач;

где k – сопротивление поворотного пункта;

k=1,08

S₃=1,08∙3000+3048,88=6288,88 Н;

S₄=S₃+W_гр;

S₄=6288,88+127945,44=134234,32 Н=S_max

Определяем необходимое разрывное усилие цепи элеватора:

где m – коэффициент запаса прочности цепи;

l – коэффициент, учитывающий неравномерность распределения натяжения между цепями;

m=5; l=1,6; (стр. 90, [3])

S_разр=419.5 кН;

Принимаем цепь М 630 , S_разр= 630 кН;

Определяем тяговое усилие привода элеватора:

F=S_нб-S_сб+0,03(S_нб+S_сб);

S_сб=S₁=53362,61; S_нб=S₄=134234,32

F=134234,32-53362,61+0,03(134234,32+53362,61)=86499,6179H

Расчётная мощность двигателя, требуемая для установки равна:

где k_р – коэффициент резерва мощности двигателя на неучтённые или кратковременные или кратковременно возникающие дополнительные сопротивления;

h – КПД редуктора;

k_р=1,15÷1,2; h=0,92÷0,96; (стр. 24, [3])

N_Э=55 кВт > N_Р=26,18 кВт;

Следовательно, данный элеватор удовлетворяет по мощности двигателя.

5. Расчёт прямоугольного бункера с пирамидальным днищем

Q₆=640 т/ч; ρ=0,8 т/м³; а'_max=а'_{4 ср}=0,25* а'₁ =26.25 мм;

Q_б=19∙ Q₆=19∙640=12160 т;

Определяем объём бункера:

где V – объём бункера, м³;

Q – ёмкость бункеров, т;

ρ – насыпная плотность груза, т/м³;

(стр. 3, [1])

Диаметр принимаем в соответствии с шагом строительных колонн:

Д=12 м; В=9 м; (стр. 11, [1])

Примем предварительно высоту бункера:

Находим объём ячейки:

Определяем количество необходимых ячеек:

Принимаем установку ячеек в два ряда n=8, тогда действительный объём ячейки определится:

Определяем наименьший размер выпускного отверстия:

;

k – опытный коэффициент; т.к. груз рядовой, то k=2,4; (стр. 12, [1])

φ – угол естественного откоса; φ=45º; (таблица 2.2, [1])

b≈0,8∙В_п;

где В_п – ширина питателя;

Принимаем к установке под ячейками бункеров качающийся питатель:

Q_п=0,7* Q₆=0,7*640=448т/ч;

Так как ячейки установлены в 2 ряда, то нагрузка на питатели делится пополам, получаем Q_п=448/2=224т/ч;

где Q_п – часовая производительность питателя;

Принимаем питатель пластинчатый ПЛ8,0 с производительностью Q_п=185 т/ч;В_п=800 мм;

b≈0,8∙800=640 мм;

α=φ+(5÷10º); (стр. 13, [1])

где a – угол наклона стенок выпускной части бункера;

Принимаем α=55º;

Определяем высоту выпускной части бункера (h):

где B и b – ширина бункера соответственно по верху и по низу;

Для загрузки ячеек бункера принимает распределительный конвейер с разгрузочной тележкой.

где Q – часовая производительность фабрики, т/ч;

ρ – насыпная плотность груза, т/м³;

υ – скорость ленты, м/с;

В – ширина ленты, м;

Q=280 т/ч; a'_р=30⁰; (стр. 10, [2])

υ=2,5 м/с; (таблица 1.2, [2])

С=365; (таблица 1.3, [2])

Тогда принимаем ширину ленты В=0,8 м

Определяем объём пустот бункера (V_пуст):

где ℓ – расстояние между рукавами, м;

ℓ=2,05 (таблица 2.4, [1])

Определяем строительный (геометрический) объём ячейки бункера (V₀):

V_o=V_яч+V_пуст=1564+157,5=1722.21 м³;

Рассчитываем объём выпускной части бункера (V_в):

а=А-2а'=12-2∙4,3=3,4 м;

Находим высоту верхней части бункера (Н):

Полная высота бункера Н_Б:

Н_Б=Н+h=13.77+6,14=19.91м;

≤3,0 (стр. 16, [1])

Следовательно, считаем, что бункер глубокий.

Находим коэффициент заполнения бункера (ψ):

Определяем вертикальное давление на дно бункера Р_в:

где f – коэффициент трения груза о стенки бункера;

ρ – насыпная плотность груза, т/м³;

k_п – коэффициент подвижности груза;

R – гидравлический радиус бункера;

f=0,8; (таблица 2.5, [1])

где φ′ – угол внутреннего трения;

φ′≈φ=45º;

а'₁=33,75 мм=0,03375 м; а=3,4 м; b=0,64 м;

Вычисляем скорость истечения груза из бункера (υ):

где λ – коэффициент истечения;

λ=0,4; (таблица 2.6, [1])

Вычисляем пропускную способность бункера (Q):

где S – площадь выпускного отверстия бункера;

6. Расчёт наклонно-горизонтального ленточного конвейера

L_5Г=ℓ_1-2+ℓ_2-3=23 м; β₁=15º; ℓ_3-4=ℓ_8-9; h_3-4=h_8-9;

Принимаем ленту ТК-150, при ширине ленты В=1000мм; (таблица 1.7, [2])

(стр. 10, [2])

Принимаем R₁=20 м (таблица 1.7, [2])

где R₂ – выпуклый изгиб;

ℓ_1-2= ℓ_5-6=1 м;

где ℓ_1-2 – длина ленты от точки 1 до точки 2;

ℓ_2-3=ℓ_9-10-ℓ_1-2=23-1=22 м;

ℓ_г=2,588 м; h=0,341 м; (таблица 1.9, [2])

где а – коэффициент;

ℓ_8-9= ℓ_3-4= ℓ_г∙а=2,588∙2=5,176 м;

h_8-9=h_3-4=h∙а=0,341∙2=0,682 м;

H=H_Б+5 м=10,66+5=15,66 м;

h_4-5=h_7-8=H-h_8-9=15,66-0,682=14,99 м;

ℓ_4-5= ℓ_7-8- ℓ_5-6=55,52-1=54,52 м;

определяем общую длину конвейра L:

L= L_5г+ℓ_7-8+ℓ_8-9=23+54,52+5,176=82,70 м;

Уточнённый расчёт ленточного конвейера:

Выбор скорости и ширины ленты:

Определение постоянных линейных нагрузок:

где q_г – масса груза, приходящаяся на 1 м длины ленты;

g=10 м/с²; (стр. 20, [2])

Ширина ленты В=1000 мм

q_{л. ср}=16,6 даН/м; (таблица 2.1, [2])

где q_{л. ср.} – средняя линейная нагрузка от массы ленты;

где ℓ'_р – расстояние между роликоопорами верхней ветви;

ℓ''_р – шаг роликоопоры нижней части ветви; (стр. 23, [2])

q′_p=17,2 даН/м; q′′_p=9 даН/м;

Определяем натяжения ленты в характерных точках трассы конвейера:

S₁= S_сб; где S_сб – натяжение сбегания;

S₂= S₁+W_1-2; где W_1-2 – сопротивление участка 1-2;

W_1-2=0,02∙S₁;

S₂= S₁+0,02∙S₁=1,02S₁;

w=0,04

S₃= S₂+W_2-3; W_2-3=ℓ_2-3∙w(q_л+q′′_р);

W_2-3=22∙0,04(16,6+9)=22,5

S₃=1,02S₁+22,5

S₄= S₃+W_3-4; W_3-4=[S₃+R₁(q_л+q′′_р₍_в₎)]∙b_к∙w-q_л∙h_3-4;

b_к=14⁰=0,24 рад.

где q′′_р(в) – линейные нагрузки от массы вращающихся частей роликоопор нижней ветви;

– масса вращающихся частей одной роликоопоры нижней ветви ленты;

– расстояние между роликоопорами нижней ветви ленты, м;

=21,5 кг; (таблица 2.2, [2])

W_3-4=[S₃+20(16,6+17,9)]∙0,24∙0,04-16,6∙0,682=(S₃,+690)*0,0096-11,32=(1,02S₁+21,5

+690)*0,0096-11,32= 0,0097S₁+0,2+6,62-11,32=0,0097S₁-4,5

S₄=1,02S₁+21,5 +0,0097S1-4,5 =1,029S₁+17

S₅= S₄+W_4-5; W_4-5=ℓ_4-5∙w(q_л+q′′_р)-q_л∙h_4-5=54,52∙0,04(16,6+9)-16,6∙14,99=-193 даН;

S₅=1,029S₁+17-193 =1,029S₁– 176

S₆=S₅+W_5-6; W_5-6=0,02∙S₅;

W_5-6=0,02∙(1,026 S₁ – 193)=0,02S₁-3,86

S₆=1,029S₁ – 193+0,02S1-3,86 =1,049 S₁-196,86

S₇=S₆+W_6-7; W_6-7=0,04∙S₆;

W_6-7=0,04∙(1,049 S₁-196,86)=0,04S₁-7,9

S₇=1,049 S₁-196,86+0,04S₁-7,9=1,09 S₁-204,76

S₈=S₇+W_7-8; W_7-8= ℓ_7-8∙w(q_г+q_л+q′_р)+h_7-8(q_г+q_л);

W_7-8= 55,52∙0,04(31,11+16,6+17,2)+14,99(31,11+16,6)=144,15+715,17=859,32 даН;

S₈=1,09 S₁-204,76+ 859,32 =1,09 S₁+654,56

S₉=S₈+W_8-9;

W_8-9=[S₈+R₁(q_г+q_л+2q′_р₍_в₎)]∙b_к∙w+h_8-9(q_г+q_л);

b_к=14⁰=0,24 рад.

где q′_р(в) – линейные нагрузки от массы вращающихся частей роликоопор верхней ветви;

– масса вращающихся частей одной роликоопоры верхней ветви ленты;

– расстояние между роликоопорами верхней ветви ленты, м;

= 20,7 кг; (таблица 2.2, [2])

W_8-9=[S₈+20(31,1+16,6+2∙51,75)]∙0,24∙0,04+0,682(31,1+16,6)=

(1,09 S₁+654,56+1989,2)*0,0096+32,54=0,01S₁+6,28+19,10+32,54= 0,01S₁ +57,92

S₉=1,09 S₁+654,56+0,01 S₁+57,92 =1,1S₁+712,48

S₁₀=S₉+W_9-10; W_9-10= ℓ_9-10∙w(q_г+q_л+q′_р);

W_9-10= 23∙0,04∙(31,11+16,6 +17,2)=59,72 даН;

S₁₀=1,1 S₁+712,48 + 59,72 =1,1 S₁+772,2

S_нб= S₁₀=1,1 S_сб+772,2; где S_нб – натяжение набегания;

b₁=1,1; b₂= 772,2;

т.к. α=210⁰; значит μ=0,35, (таблица 2.5, [2])

где α – угол обхвата барабана лентой;

μ – коэффициент сцепления;

е^μα=3,61 (таблица 2.6, [2])

S₁=307,65даН;

S_нб=S₁₀=1,1∙307,65+772,2=1110,62даН;

S₉=1,1*307,65+712,48=1050,9 даН;

S₈=1,09∙307,65+654,56=989,9 даН;

S₇=1,09∙307,65-204,76=130,58 даН;

S₆=1,049∙307,65-196,86=125,86 даН;

S₅=1,029∙307,65-168,3=119,07 даН;

S₄=1,029∙307,65+17=333,57 даН;

S₃=1,02∙307,65+22,5=336,03 даН;

S₂=1,02∙307,65=313,8 даН;

т.к. μ=0,35, то η_б=0,93; (стр. 31, [2])

Выбор типоразмеров приводного барабана и конвейера

Окружное усилие Р на приводном барабане определится:

где η_б – КПД приводного барабана;

S=S_нб+S_сб=1110,62+307,65=1418,27 даН;

Р=863,41 даН; S=1418,27 даН;

Принимаем предварительно типоразмер приводного барабана:

10050-80

Р_доп=1120 даН; S_{б доп}=2600 даН; М_{кр б}=280 даН∙м; Д_пр=0,5 м; (таблица 3.1, [2])

Расчётный крутящий момент на валу приводного барабана определяется:

Следовательно, окончательно принимаем этот барабан.

Принимаем типоразмер конвейера 10050-80.

Выбор типоразмеров электродвигателя и редуктора привода

Определяем расчётную мощность электродвигателя N_р:

где k – коэффициент неучтённых потерь;

k=1,15; η_Р=0,9; (стр. 33, [2])

Принимаем электродвигатель 4АН180S4У3

N=30 кВт; n=1465мин^-1;

Определяем расчётную частоту вращения приводного барабана:

Расчётное передаточное число редуктора определится:

Принимаем редуктор Ц2У-315Н

i=16 М_{кр доп}=

Определение параметров трассы челнокового (катучего) ленточного кон­вейера

Определение параметров трассы челнокового (катучего) ленточного конвейера