阳泰集团晶鑫煤业武甲煤矿井下采区供电设计说明书.doc

前 言根据学校毕业要求，我有幸来到阳泰集团晶鑫煤业武甲煤矿进行毕业实习，实习期间，通过自己的努力，收集到武甲煤矿采区供电设计所需的原始资料，并根据采区的实际情况对采区供电方面进行了设计。本设计是以阳泰集团晶鑫煤业武甲煤矿井下采区供电为对象在遵照煤矿安全规程、矿山供电、煤矿井下供电设计指导、矿井供电规定及要求的前提下进行的，根据第一采区的实际情况，在老师和单位技术员的指导下，并深入生产现场，查阅了有关设计资料、规程、规定、规范，听取并收录了现场许多技术员的意见及经验，对采区所需设备的型号及供电线路等进行设计计算。设计时充分考虑到技术经济的合理，安全的可靠，采用新技术、新产品，积极采取相应措施减少电能损耗，提高生产效率。第一章 采区概况第一节 煤层的埋藏特征一、煤田煤层赋存状况井田内主要含煤地层为二叠系下统山西组和石炭系上统太原组。山西组煤层平均总厚度为5.25m，其中3号煤为稳定可采煤层，厚3.306.43m， 太原组煤层平均总厚度为6.03m，。其中15号煤因含硫高为稳定暂不可开采的厚煤层，厚2.716.08m。采用分源预测法计算得矿井3号煤层瓦斯相对涌出量最大为35.00m3/t，矿井应属高瓦斯矿井。二、采区煤层赋存情况首采区开采3#煤，煤层厚度为3.3米-6.43米，平均厚度为4.96米，层位稳定，属简单较简单结构。走向为东西，倾角680 ，为全区稳定可采的近水平厚煤层。三、地质构造及水文地质情况井田位于沁水块坳的南部，+432水平巷道南部，地层总体受一组宽缓褶皱控制，褶皱轴向北东，倾伏角58，两翼地层倾角一般为510，局部为1214。仅井田北部边缘发育一小型正断层，其余地段未见断层、陷落柱和滑塌构造，地质构造简单。第二节 采区范围一、采区的尺寸，面积，储量，服务年限一采区南北走向长2.162.89km，东西倾斜宽约1.4km，面积4.56km2，3号煤层可采储量25.54Mt，采区设计生产能力按1.2Mt/a考虑，可服务约12.8a。二、邻近采区情况及接替采区位置一采区西为二采区，东为三采区，北为四采区，南为竹林山煤矿矿区。一采区采用跳采方式进行开采。在一采区剩余两个工作面时布置二采区进行接替。第二章 开采方式及采区巷道布置 第一节 巷道的开采方式矿井工业场地内有主斜井、副斜井两个井筒，在矿井工业场地西北方向、距主井井口约862m处布置一个回风立井；后期在井田西南部的大老沟内再布置一个回风立井，全井田采用四个井筒开拓。矿井采用中央分列式通风系统，主、副斜井进风，回风立井回风。矿井通风方式为机械抽出式。全井田共划分为四个采区，各采区均采用长壁式开采，回采面连续推进长度控制在2100m左右。首采区为+432m井底车场附近的一采区。一采区内3号煤层厚度3.306.43m，平均4.5m，倾角6左右，为全区稳定可采的近水平厚煤层，属简单较简单结构。根据3号煤层的赋存状况和井田开拓特征，结合设计规模和综采一次采全高开采3号煤层的成功经验，确定采用长壁综采一次采全高的采煤方法，顶板采用全部垮落法管理。第二节 采区巷道布置根据采区地质情况、瓦斯涌出和矿山压力情况，一采区设计方案如下：一采区设轨道、胶带、回风三条集中上山，均相互平行，轨道、胶带上山间距30m，胶带、回风上山间距35m，其中集中轨道、胶带上山沿3号煤层底板布置，集中回风上山沿3号煤层顶板布置。一采区采用双翼布置工作面，走向长壁开采。回采面采用走向长壁开采。由于该矿为高瓦斯矿井，而且顺槽较长约2100m。工作面顺槽采用四巷制即两进两回的双U型通风方式。回采工作面胶带进风顺槽、进风顺槽、轨道1号回风顺槽和轨道2号回风顺槽。形成回采工作面完善的运输、通风、排水、供电及井下消防洒水系统。工作面长度为150m，顺槽长度为2100米，距轨道上山大巷35米时停采，留设保安煤柱。第三节 巷道掘进一、掘进工作面个数及装备根据采煤工作面年推进度，本着以保证矿井正常生产时合理的采掘关系为原则，矿井达到设计生产能力时，共布置两个煤巷掘进工作面，其中一个西集中上山综掘工作面，一个顺槽综掘工作面。二、采区工作面布置一采区首采工作面为31001工作面，本采区采用跳采的方式进行开采，接替工作面为31003工作面，依次为31005、31002、31004、31006工作面三、掘进工作面装备掘进工作面主要设备配备见表2-3-1。掘进工作面主要设备表表2-3-1设备名称上山综掘工作面顺槽综掘工作面型 号功率(kW)台数型 号功率(kW)台数煤巷掘进机EBH-1322171EBH-1322171可伸缩带式输送机SSJ-800/90901SSJ-800/90901胶带转载机JZP-100A101JZP-100A101局部通风机FD.6-442224FD.6-442224风煤钻MPS-50/1.82MPS-50/1.82岩石电钻EZ2-2.02.02EZ2-2.02.02喷雾泵站WPB-50/10111WPB-50/10111调度绞车JD-11.411.42JD-11.411.42小水泵IS65-50-1605.53IS65-50-1605.53混凝土搅拌机安-5.51混凝土喷射机ZP-5.51注水探水钻MYZ-150151MYZ-150151四、工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型1、采煤机选用MGTY500/1200-3.3D型采煤机，电机总功率为1200kW，采高25m。2、工作面可弯曲刮板输送机选用SGZ-764/400型双中链刮板输送机，400kW，最大输送能力1000t/h，链速1m/s；3、转载机和破碎机转载机选用SZB-764/132型，功率132kW，输送能力1200t/h。破碎机选用PEM110型，功率110kW，破碎能力1000t/h。 4、顺槽可伸缩带式输送机选用SSJ1000/1602型可伸缩带式输送机，带宽1.0m，输送能力800t/h。输送长度2100m，功率1602kW。5、乳化液泵站及喷雾泵站乳化液泵站选用WRB200/31.5型，泵站最大流量200L/mim，压力31.5MPa，功率132kW。喷雾泵站选用PB320/63型，公称压力6.3MPa，公称流量320L/min工作面主要设备配备详见表3-3-2。综采一次采全高工作面主要机械设备配备表、表2-4-1 设备名称设备型号功率(kW)单位数量备 注总量其中备用双滚筒采煤机MGTY500/1200-3.3D1200台1可弯曲刮板输送机SGZ-764/400400台1破碎机PEM110110台1转载机SZZ-764/132132台1可伸缩带式输送机SSJ1000/16021602台1液压支架ZZ9200/24/50架828过渡支架ZZG9500/27/50架41端头支架ZZD9900/29/50架41乳化液泵站WRB200/31.5132台1喷雾泵站PB320/6345台1单体液压支柱DZ31根8016型钢梁HDL-3000根4010回柱绞车JH21417台22注水探水钻MYZ-15015台2注水泵5D-2/15012台2附：采区负荷统计表采 区 负 荷 统 计 表负 荷 名 称电压 (V)设 备 数 量设 备 容 量需用 系数 Kx功率 因数 costg最 大 负 荷最大负荷利用小时(h)年耗电量 (kkWh)总计 (台)工作 (台)总计 (kW)工作 (kW)有功功率(kW)无功功率 (kvar)视在功率(kVA)回采工作面采煤机330011120012000.650.71780795.7591114.2933002574回采工作面其它负荷可弯曲刮板输送机114011400400破碎机114011110110转载机114011132132乳化液泵114011132132喷雾泵站1140114545回柱绞车1140223434回采工作面其它负荷小计778538530.680.71580.04591.759828.6333001914.13 胶带顺槽配电点可伸缩胶带输送机66011320320小水泵6603316.516.5注水探水钻660223030注水泵660222424调度绞车6604445.645.6小计1212436.1436.10.70.71305.27311.438436.1033001007.39 无极绳连续牵引车660111101100.820.80.890.267.65112.7580胶带顺槽配电点小计1313546.1546.1395.47379.09 547.821087.39 顺槽掘进工作面小水泵6603316.516.5岩石电钻1272244可伸缩胶带输送机660119090掘进机66011217217转载机660111010调度绞车6662222.822.8调度绞车660228080喷雾泵站660111111小计1313451.3451.30.70.71315.91322.293451.3033001042.50 无极绳连续牵引车660111101100.820.80.890.267.65112.7580顺槽掘进工作面小计1414561.3561.3406.11389.94 563.011122.50 大巷掘进工作面小水泵6603316.516.5岩石电钻1272244可伸缩胶带输送机660119090掘进机66011217217转载机660111010调度绞车6602222.822.8混凝土搅拌机660115.55.5混凝土喷射泵660115.55.5喷雾泵站660111111大巷掘进工作面小计1313382.3382.30.750.71286.73292.518409.613300946.19 局扇660843521760.90.80.8158.4118.8198.0087601387.58 胶带大巷胶带输送机660222642640.70.80.8184.8138.6231.003300609.84拉紧装置66011440.650.80.82.61.953.2533008.58井底固定设备6602220200.60.80.812915.00100012主排水泵10KV32189012600.830.80.81045.8784.351307.253070调度绞车6602280800.60.714848.969868.573300158.4照明12720200.70.80.81410.517.50井下合计6661617353673913.95 3561.24 5291.6312890.62 第三章 采区运输、通风第一节 采区运输及通风一、运输设备根据采煤方法和工作面条件，初步确定工作面选用SGZ-764/400型双中链刮板输送机，400kW，最大输送能力1000t/h。顺槽选用SSJ1000/1602型可伸缩带式输送机，输送能力800t/h。输送长度2100m，功率1602kW；上下山运输采用SSJ1000/1602型可伸缩带式输送机，输送能力800t/h。输送长度1400m，功率1602kW；辅助运输方式为无极绳连续牵引车运输，选用SQ-80B/110无极绳连续牵引车，机械换挡双速0.67/1.12m/s；选用660V、110kW矿用隔爆电动机驱动。二采区通风设备本矿井属于高瓦斯矿井，设两台局扇专用移变，型号：KBSGZY-315/10，10/0.69kV，315 kVA。掘进工作面局部通风机供电采用“三专两闭锁”，即双风机双电源自动切换专用开关、专用变压器、专用线路和风电、瓦斯电闭锁。井下采区及井底车场电气设备均采用矿用隔爆型，40kW以上的电动机采用矿用隔爆真空磁力起动器。第四章 井下变压器选型及容量确定一、变压器选型及容量确定以33001顺槽掘进工作面移动变压器容量计算为例：1.33001顺槽掘进工作面移动变压器容量计算：ST1 =Pe1KxKc /cospj=561.30.41/0.6=781.37KVA式中：cospj 加权平均功率因素，根据煤矿井下供电设计指导P5表1-2查掘进工作面，取cospj =0.6；Kx需要系数，参见设指表1-2，取Kx=0.4；Kc采区重合系数，取值参照教材P216，分别取Kc1=1,Kc2=0.9；Pe1由33001顺槽掘进工作面移动变压器供电的所有电动机额定容量之和；Pe1=561.3kw二、变压器的型号、容量、台数的确定：根据SteSt原则，查设指P22表2-2选该变压器型号为KBSG-800/1一台。根据以上计算方法得采煤机，采煤工作面其它负荷，胶带顺槽，工作面局部扇风机各变移动变压器，采区变电所变压器的容量如下表：采 区 变 压 器 选 择 表负 荷 名 称变电所母线最大负荷最大负荷考虑第6项时母线 最大负荷功率因数 cos变压器选择有功 (kW)无功 (kvar)视在 (kVA)重合系数有功 (kW)无功 (kvar)视在 (kVA)台数x容量 (kVA)负荷系数保证系数回采工作面采煤机10/3.3KV移变780.00 795.76 1114.291.00 780.00 795.76 1114.29 0.70 1160069.6%100%回采工作面其他负荷10/1.14KV移变580.00 591.76 828.6011.00 580.00 591.76 828.60 0.70 1125066.0%100%胶带顺槽 10/0.69KV移变395.47 379.09 547.82 1.00 395.47 379.09 547.82 0.72 180068.0%100%顺槽掘进工作面110/0.69KV移变406.11 389.94 563.01 1.00 406.11 389.94 563.01 0.72 180070.0%100%大巷掘进工作面10/0.69KV移变286.73 292.52 409.61 1.00 286.73 292.52 409.61 0.70 163065.0%100%局扇专用 10/0.69KV 变压器158.40 118.80 198.00 1.00 158.40 118.80 198.00 0.80 131562.0%100%第五章 采区变电所及工作面配电点位置的确定一、采区变电所位置：根据变电所位置确定原则，变电所位置选择要依靠供电电压，供电距离，采煤方法，采区巷道布置方式，采煤机械化程度和机械组容量大小等因素确定。武甲煤矿为新建矿井，所以采区变电所采用移动式的，随着采区的变更而更改。二、工作面配电点的位置：在工作面附近巷道中设置控制开关和起动器，由这些装置构成的整体就是工作面配电点。它随工作面的推进移动。根据掘进配电点至掘进设备的电缆长度，设立：P1配电点：顺槽工作面掘进配电点；P2配电点：大巷工作面掘进配电点；P3配电点：采煤机专用配电点；P4配电点：采煤工作面其它负荷配电点；P5配电点：胶带顺槽配电点；P6配电点：工作面局部扇风机配电点；第六章 采区供电电缆的确定一、拟定原则：采区供电电缆是根据采区机械设备配置图拟定，应符合安全、经济、操作灵活、系统简单、保护完善、便于检修等项要求。1、保证供电可靠，力求减少使用开关、起动器、使用电缆的数量应最少。一台起动器控制一台设备。2、合理分配变压器负荷，采煤机，采煤工作面其它负荷，胶带顺槽，工作面局部扇风机各变移动变压器，中央变电所变压器分别担负各自用电设备负荷。3、变压器不允许并联运行。4、采煤机宜采用单独电缆供电，工作面配电点到各用电设备宜采用辐射式供电上山及顺槽输送机宜采用干线式供电。5、配电点起动器在三台以下，一般不设配电点进线自动馈电开关。6、工作面配电点最大容量电动机用的起动器应靠近配电点进线，以减少起动器间连接电缆的截面。7、供电系统尽量减少回头供电。8、高沼气矿井、掘进工作面与回采工作面的电气设备应分开供电，局部扇风机实行风电沼气闭锁，沼气喷出区域、高压沼气矿井、煤与沼气突出矿井中，所有掘进工作面的局扇机械装设三专（专用变压器、专用开关、专用线路）二闭锁设施即风、电、沼气闭锁。第七章 采区低压电缆的选择一、电缆长度的确定：根据采区平面布置图和采区剖面图可知：上山顺槽工作面倾角为6-8。以计算上山绞车的电缆长度为例：从剖面图可知+50中央变电所到+50水平上山绞车硐室的距离为280m。考虑实际施工电缆垂度，取其长度为理论长度的1.05倍，则实际长度为：Ls=L1.05=294m，取300 m.同理 其他电缆长度亦可计算出来如图2、图3所示。二、电缆型号的确定：矿用电缆型号应符合阻燃电缆MT-818.5 - 1999的规定和煤矿安全规程规定三、电缆选择原则：1）、在正常工作时电缆芯线的实际温升不得超过绝缘所允许的温升，否则电缆将因过热而缩短其使用寿命或迅速损坏。橡套电缆允许温升是65，铠装电缆允许温升是80，电缆芯线的时间温升决定它所流过的负荷电流，因此，为保证电缆的正常运行，必须保证实际流过电缆的最大长时工作电流不得超过它所允许的负荷电流。2）、正常运行时，电缆网路的实际电压损失必须不大于网路所允许的电压损失。为保证电动机的正常运行，其端电压不得低于额定电压的95%，否则电动机等电气设备将因电压过低而烧毁。所以被选定的电缆必须保证其电压损失不超过允许值。3）、距离电源最远，容量最大的电动机起动时，因起动电流过大而造成电压损失也最大。因此，必须校验大容量电动机起动大，是否能保证其他用电设备所必须的最低电压。即进行起动条件校验。4）、电缆的机械强度应满足要求，特别是对移动设备供电的电缆。采区常移动的橡套电缆支线的截面选择一般按机械强度要求的最小截面选取时即可，不必进行其他项目的校验。对于干线电缆，则必须首先按允许电流及起动条件进行校验。5)、对于低压电缆，由于低压网路短路电流较小，按上述方法选择的电缆截面的热稳定性均能满足其要求，因此可不必再进行短路时的热稳定校验。四、低压电缆截面的选择：1.移动支线电缆截面采区常移动的电缆支线的截面选择时考虑有足够的机械强度,根据经验按设指表2-23初选支线电缆截面即可.具体见附表所示。2.干线电缆截面的选择：由于干线线路长,电流大,电压损失是主要矛盾,所以干线电缆截面按电压损失计算。 (1) 顺槽掘进配电点根据UZ值的取值原则,选取配电点中线路最长,容量最大的支线来计算。1) .根据表3-3-1,217KW综掘机初选电缆为MYPJE-0.66/1.14 395+150. 100m,用负荷矩电压损失计算支线电缆电压损失：UZ% = KfPeLZK%=121710010-30.327=0.36式中： UZ%支线电缆中电压损失百分比；Kf负荷系数,取Kf=1；Pe电动机额定功率,KW；LZ支线电缆实际长度,KM；K%千瓦公里负荷电压损失百分数, 查设指表2-28,取K%=0.327 UZ =UZ%Ue/100=0.036660/100=2.4V式中： UZ支线电缆中电压损失,V；2) .变压器电压损失为：UB% =(Ur%cospj+Ux%sinpj)= 0.80(2.270.6+3.880.8)=3.57式中： UB%变压器电压损失百分比；变压器的负荷系数, =Stj1/Se=107.848/135=0.80；Se变压器额定容量,KVA；Stj1变压器二次侧实际负荷容量之和,KVA. Stj1=781.37 KVA；Se变压器额定容量,KVA；Ur%变压器额定负荷时电阻压降百分数, 查设指表2-2,取Ur%=2.27；Ux%变压器额定负荷时电抗压降百分数, 查设指表2-2,取Ur%=3.88；cospj加权平均功率因数, 查设指表1-2,取cospj =0.6, sinpj=0.8；UB =UB%Ue/100=3.57660/100=23.56V3) .干线电缆允许电压损失为:Ugy =UY-UZ-UB=63-2.4-23.56=37.04V式中：Ugy干线电缆中允许电压损失,V；UY允许电压损失,V, 查设指表2-33, Ue=660V时, UY=63V；UZ支线电缆中电压损失,V；UB变压器中电压损失,V；4) .干线电缆截面确定Agy = KxPeLgy/(UerUgypj)=0.7340.6/(66042.537.040.8)=87mm2式中：Agy干线电缆截面积, mm2；Pe干线电缆所带负荷额定功率之和,KW, Pe=5.52+11+4+8=561.3KW；Lgy干线电缆实际长度,Km；r电缆导体芯线的电导率, m/(mm2)取r=42.5mm2；Pe允许电压损失,V, 查设指表2-33, Ue=660V时, UY=63V；Ugy干线电缆中最大允许电压损失,V；pj加权平均效率,V,取pj=0.8；根据计算选择干线电缆为MYP-0.69/1140 395 +150 100m五、按起动条件校验电缆截面：217KW掘进机是较大负荷起动，也是采区中容量较大、供电距离较远的用电设备，选择的电缆截面需要按起动条件进行校验。 1) 电动机最小起动电压：UQmin= Ue = 660 =457.26V式中: Ue 电动机额定电压,V； KQ 电动机最小允许起动转矩MQmin 与额定转矩Me之比值. 查设指表2-38,取KQ=1.2；aQ电动机额定电压下的起动转矩MeQ与额定转矩Me之比值,由电动机技术数据表查得,矿用隔爆电动机aQ= 2.5。2) . 起动时工作机械支路电缆中的电压损失： UZQ=（IQLZcosQ103）/（rAZ） =（60.30.55103）/(42.525) =54V式中: r 支线电缆芯线导体的电导率,m/(mm2)； LZ支线电缆实际长度.KM；IQ电动机实际起动电流,A；IQ=IeQUQmin/Ue=87457.26/660=60.3A； 式中: IeQ 电动机在额定电压下的起动电流,A；UQmin 电动机最小起动电流,V;查表1-1,取UQmin=87V；Ue 电动机额定电压,V；AZ支线电缆的芯线截面, mm2； cosQ电动机起动时的功率因数，估取cos=0.55,sin=0.84 3)、 起动时电缆中的电压损失： UgQ=（IgQLZcosgQ103）/（rAZ） =(101.17000.57)/(42.525) =65V式中: r 干线电缆芯线导体的电导率,m/(mm2)； LZ 干线电缆实际长度,Km；AZ支线电缆的芯线截面, mm2；IgQ干线电缆中实际实际起动电流,A；IgQ= = =856.1A中: Ii其余电动机正常工作电流，A；Ii =Pe/（Uepjcospj） =（22103）/(6600.790.6) =40.6AcosgQ干线电缆在起动条件下的功率因数,cosgQ =(IQcosQ+Iicospj)/IgQ =(60.30.55+40.60.6)/101.1 =0.574) . 起动时变压器的电压损失： UBQ% = (IBQ/IBe)( Ur% cosBQ+Ux%sinBQ ) =(101.1/113)(2.270.57+3.880.82) =4.004UBQ =UBQ%UBe/100=6904.004/100=27.63V式中: IBQ起动时变压器的负荷电流,A； IBe 变压器负荷额定电流,A；UBe变压器负荷侧额定电压,V；cosBQ起动时变压器负荷功率因数；cosBQ =(IQcosQ+Iicospj)/IgQ =(60.30.55+40.60.6)/101.1 =0.575) . 起动状态下供电系统中总的电压损失：UQ =UZQ + UgQ + UBQ =54+65+27.63 =146.63V6) .检验条件：U2e-UQ =690-146.63=543.37V457.26V又因为543.5V相对于额定电压的百分数为543.5/660100%=82.3%，超过磁力起动器吸合线圈要求的电压。所以检验结果可以认为选用95mm2的橡套电缆满足了起动条件依据上述计算确定井下所用的电缆第八章 采区高压电缆的选择一、选择原则：1、按经济电流密度计算选定电缆截面，对于输送容量较大，年最大负荷利用的小时数较高的高压电缆尤其应按经济电流密度对其截面进行计算。2、按最大持续负荷电流校验电缆截