煤矿机电一体化专业毕业设计：矿井选型设计.doc

鹤煤技师学院毕业论文学校： 专业： 学号： 姓名： 2毕业设计矿井机电设备选型设计人员章节设备选型内容承担人第一章支护设备与采煤机选型设计第一节原始数据第二节液压支架的选型第三节滚筒采煤机的选择第四节采煤机、支护设备、输送机配套关系图第二章矿山运输机械选型设计第一节原始数据列表第二节工作面运输机械的选型设计第三节采取顺槽运输机械的选型设计第四节采区上（下）山胶带机选型计算第五节大巷电机车的选型计算第三章供电设备的选型设计计算第四章矿井提升设备选型设计第五章排水设备选型设计第六章矿井压力设备的选型计算第七章通风设备选型目 录第一章 支护设备与采煤机选型设计1第一节 原始数据1第二节 液压支架的选型1第三节 滚筒采煤机的选择3第四节 采煤机、支护设备、输送机配套关系图7第二章 矿山运输机械选型设计8第一节 原始数据列表8第二节 工作面运输机械的选型设计8第三节 采取顺槽运输机械的选型设计11第四节 采区上（下）山胶带机选型计算14第五节 大巷电机车的选型计算17第三章 供电设备的选型设计计算20第四章 矿井提升设备选型设计25第五章 排 水 设 备 选 型 设 计34第六章 矿井压力设备的选型计算40第七章 通风设备选型44附图： 运输系统图、供电系统图、综采工作面设备配套关系图、绞车房设备布置 图、提升机与井筒相对位置图、提升机提升速度图及力图、排水系统工况曲线图。第一章 支护设备与采煤机选型设计第一节 设计原始依据及条件设计原依据及条件见（表一）：采 区 原 始 数 据 表一煤层厚度（M）截割阻抗（牛顿/毫米）煤层倾角（）顶板条件工作面长度（M）设计生产量（万吨/年）生产安排HmaxHmin老顶直接顶3.0根据所支架情况而定34023级4类13090一年工作300天，实行三班制，两班生产，一班检修，日工作时间8小时根据上表资料表明，该采面属中厚、倾斜煤层；顶板坚硬，周期来压强烈。故优先选用综合机械化采煤生产工艺。第二节 液压支架的选型一、根据煤层地质条件，查矿山机械与设备2005年1月第一版表1-6-7得：初步选择支撑掩护式支架，其采高为4米，支护强度为1.655。二、液压支架结构参数的确定液压支架的结构参数包括液压支架高度和伸缩比、宽度和覆盖率、顶梁长度、支护强度、工作阻力和初撑力、移架力和推溜力的确定。1高度和伸缩比的确定高度选择原则是：在最大采高时，液压支架能“顶得住”，在最小采高是支架能“过得去”。支架的最大结构高度：故选液压支架的最大高度为3.5米。支架的最小结构高度：故选液压支架的最小高度为1.7米。式中：hmax 、hmin煤层最大厚度和最小厚度；米。S1考虑伪顶，煤皮冒落，支架仍有可靠初撑力所需的支撑高度补偿量，本设计中取300mm。S2顶板最大下沉量，这里取150mm。a支架卸载前移时立柱伸缩余量，这里取50mm。a支架顶梁上存留的浮煤和碎矸石厚度，这里取50mm。伸缩比：2宽度和覆盖率支撑掩护式支架包括侧护板在内的顶梁正常宽度为1.5米。由于是坚硬顶板覆盖率大于60。3顶梁长度不予计算4支架强度的确定支护强度：式中：K作用于支架上的顶板岩石厚度系数，取8。H最大采高，取3.6米。R岩石容重,这里取2.5吨/米35液压支架的选型根据以上计算结果，查矿山机械与设备2005年1月第一版表1-6-11，选择ZZ4000/17/35型支撑掩护式液压支架。其具体技术参数见（表二）液压支架特征（表二）特 征 型 号高度（m）宽度（m）适应坡度初撑力(KN)工作阻力(KN)支护强度（MPa）对地比压(MPa)质量(t)支撑掩护式Zz4000/17/351.7-3.5155(q+qd)Lg.gcos=5(77.8+14.7)*1.2*9.81*cos0=5443N空段最小张力Smink=2671N5qdLg.gcos=5*14.7*9.81* cos0=865N满足要求。6.验算输送带强度9sd-胶带的抗拉强度，取sd =580kN/m=580N/mm7.牵引力及功率计算等速运转时驱动滚筒所需的牵引力P=sy-sL+0.04(sy+sL)=36325-2671+0.04（36325+2671）=35214N式中：功率备用系数 k=1.0 传动系数 =0.85 输送带的运行速度 v=2.5m/s8.拉紧力计算H=Si+si-1=8050+7667=15717NSi-拉紧滚筒相遇点的张力。si-1-拉紧滚筒分离点的张力。第四节 采区上（下）山胶带机选型计算一、带式输送机的选型选择DSP-1080/1000型胶带输送机，其参数具体见本章第二节：1.验算带式输送机的输送能力及带宽输送能力Qc=kB2vc=458*1*2.5*0.9*1=956t/h700t/h，满足要求。式中：B -带宽B =1000mm。k-物料的断面系数，槽形30取458。v-带速，取2.5m/sc-倾角系数，取1带式输送机的带宽应根据物料的最大块度进行核算。B=1000mm2amax+200=2*300+200=800mm，满足要求。2.重段直线段的运行阻力wzh=(q+qd+qg)Lgwcos+(q+qd)Lgsin=(77.8+14.7+18.3)*700*9.81*0.025cos10+(77.8+14.7)*700*9.81sin10=129006N式中：q-单位长度运料量，q=QC/(3.6V)=700/3.6*2.5=77.78kg/mqd-输送带的单位质量,取14.7 kg/mqg-重段单位长度上分布的托滚旋转部分的质量，qg=Gg/Lg=22/1.2=18.3 kg/mGg-重段每组托滚旋转部分的质量，取22kgLg-重段托滚的间距,取1.2mL-输送机铺设长度，取700mw-输送带沿重段运行的阻力系数,取0.025-输送机的铺设角度，取103.空段直线段的运行阻力wk=(qd+qg)Lgwcos-qdLgsin=（14.7+5.67）*700*9.81*0.025 cos10-14.7*700*9.81sin10=-14084N式中qg-空段单位长度上分布的托滚旋转部分的质量，qg=Gg/Lg=17/3=5.67 kg/mGg-空段每组托滚旋转部分的质量，取17kgLg-空段托滚的间距,取3m4.张力计算s2=s1s3=1.04s2s4=1.04s3=1.042s1s5=s4+wk=1.042s1+wk s6=1.04s5=1.043s1+1.04wk s7=s6+wzh=1.043s1+1.04wk+wzh s8=s9=1.04s7=1.044s1+1.042wk+1.04wzh=1.17s1+118933又由以上方程组得s2=s1=37051N s3=38533N s4=40074Ns5=25990N s6=27030N s7=156035N s8=s9=162282N5.悬垂度校验重段最小张力sminzh=s6=27030N悬垂度要求的最小张力为sminzh=5(q+qd) Lgg cos=5(77.8+14.7)*1.2*9.81* cos10=5361Nsminzh=s6=27030smin,满足要求。空段最小张力smink=s1=37051Nsmink=37051N5qd Lgg cos=5*14.7*3*9.81* cos10=2130N，满足要求。6.验算输送带强度9sd-胶带的抗拉强度，取sd =1800kN/m=1800N/mm7.牵引力及功率计算等速运转时驱动滚筒所需的牵引力P=s9-s1+0.04(s9+s1)=162282-37051+0.04（162282+37051）=133204N选用两台160kw的电动机双机驱动。8.拉紧力计算H=Si+si-1=25990+27030=53020NSi-拉紧滚筒相遇点的张力。si-1-拉紧滚筒分离点的张力。第五节 大巷电机车的选型计算一、根据原始资料选择电机车和矿车型式按表41电机车粘着质量选择如下：1、 矿用架线电机车参数型号粘着质量轨距传动比受电器高度ZK79/5507T900mm6.921800-2200mm制动方式电机型号电压功率弯道半径机械电气ZQ24550V9.6KW7米2、 固定矿车参数型号容积载重量轮距允许牵引力规格尺寸MGC3.393.3m33T90060000N3.5*1.32*1.3（米）二、列车组计算1、 按照电机车的粘着条件计算车组重量P/(Wzh+Ip+0.11a)-1/(G+G0)=7*0.24/(0.01+0.03+0.11*0.04)-1/(3+1.32)=20.74台式中：P-机车重量7TG-矿车载重3.3TG0 -矿车自重1.32T-粘着系数0.24Wzh-重列车起动的阻力系数0.03Ip-轨道平均坡度0.003a-列车起动的加速度0.04m/s22、按牵引电动机温升计算n式中：Fch 电机车的长时牵引力 4330N：调车系数取1.25：相对运行时间 =T=tzh+tk=L：运输距离 L取1.2KmVch：长时速度 Vch=16Km/hT=调车系数=1.25 休止时间 取20minWzh：重车运行阻力系数 Wzh=0.007Idz 等阻坡度一般取0.002=n=24.89台3.按制动条件验算台制动状态粘着系数=0.17 Wzh-重列车运行的阻力系数0.03Ip-轨道平均坡度0.003Lsh：实际制动距离 Lsh=Lzhi-vstLsh：规定制动距离 Lshi=40m L：制动空行程时间 t=2sVs：列车制动时列车速度 vs=vch=16Km/h=4.44m/sLsh=40-4.442=31.12mB：制动减速度 b=0.32/s2按制动条件计算出的矿车数太少，不能满足生产，需加有闸矿车，以满足生产。有闸矿车数Nzha= =3台式中nx按照粘着质量和温升条件算出的较少矿车数列车组由10辆矿车组成。4、电机车台数的确定一台电机车在一个班内能往返运行的次数Z1Zb=7.288次式中：Tb：每班电机车工作小时数 Tb=6小时T：机车往返一次的运输时间 T=26min每班需运送煤矸的列车数Zb=K1运输不均匀系数取1.25K2：矸石系数 K2=1N：车组中的矿车数 n=10Ab：每班运煤量 Ab=666.7吨Zb=30次全矿工作的电机车台数N0=3.75台 4台备用电机车台数Nb=N025%=425%=1台全矿总电机车台数：N=N0+Nb=4+1=5台第三章 供电设备的选型设计计算一、综采工作面负荷统计设备名称功率Pe(kw)Ie/单机（A）Kxcostg计算负荷备注Pj（KW)Qj(Kvar)Sj(KVA)第一组采煤机6002171140V乳化泵125901140V喷雾泵90651140V小计8150.62 0.70 1.02 505.30 515.41 721.86 第二组工作面刮板机4001140V转载机110801140V破碎机110801140V通讯照明431140V小计6240.590.71.02368.16 375.52 525.94 第三组运顺皮带机1601991140v运顺皮带机3201991140v张紧绞车851140v小计4880.60.71.02292.80 298.66 418.29 综放工作面合计19270.6050.71.021166.26 1189.59 1666.09 二、供电线路电源通过电缆由运煤上山供至工作面，供电方式采用分组供电。第一组是采煤机、乳化泵、喷雾泵；第二组是工作面刮板机、转载机、破碎机；第三组是运顺皮带机、上山皮带。三、变压器容量计算与选择移动变电站计算容量： S=Kx*Pe/cos 则三组负荷供电移动变电站计算容量如下:第一组：S=721.86KVA，选择型号为KSGZY-1000/6移动变电站一台。第二组：S=525.9KVA，选择型号为KSGZY-630/6移动变电站一台。第三组：S=418.2KVA，选择型号为KSGZY-630/6移动变电站一台。四、6KV干线电缆选择：由综采工作面负荷情况查表得统计总负荷：Pe=1927kw计算负荷： Pj=1166.26kw功率因数： cos=0.7 1、按经济电流密度选择电缆截面I= Pj /U*cos=1166.26/(*6*0.7)=160AA=160/2.25=71.25mm2预选UGSP-6KV-3*70 mm2高压电力电缆2、按长时允许电流校验电缆截面UGSP-6KV-3*70mm2高压电力电缆长时允许电流为210A160A 3、按电压损失校验主电缆允许的电压损失：Uy=60005%=300V 线路实际电压损失：U=I *L*cos/D*S =*160*600*0.7/(42.5*50)=55V300V 电缆电压损失满足要求。4、按热稳定条件校验。查表UGSP-6KV-3*70mm2电缆达到热稳定条件时的最小电缆截面Amin=I(3)/c= 11340*/100=56.7mm270 mm2取t=0.25秒时，短路电流为113.4KA，热稳定系数：C=100该电缆满足热稳定条件要求。结论：6KV干线电缆选择为UGSP-370+116。五、高爆开关的选择。根据计算电流I=160A，在上端变电所设置一台PBG53-6（300/5）专用高爆开关控制综采移变。1）过负荷倍数：Idzj=1.3*0.6*Ie/8.7=1.3*0.6*(217*2+90+65+144*2+80+80+199+199+3+5)/8.7=1.3*0.6*1443/8.7=129ANg=129/300=0.43 取0.6倍2）速断倍数：Idzjs=1.3*(IQ+Ie)/8.7=1.3*217*6+(217+90+65+144*2+80+80+199+199+3+5)/8.7=377.7ANa= Idzjs/300=377.7/300=1.25 取1.6倍五、低压电缆选择及开关的选择：由于本供电线路分支较多，设计以单机负荷最大的采煤机2*300kw支路来考虑选型计算，其它支路选型计算省略。1、采煤机支线电缆及控制开关选择：1）采煤机工作额定电流为：Ie=217A/单机故而选择DQZBH-300的真空磁力启动器作为该开关的起动开关,采煤机电机电缆选用UCPQ-3*70+1*25+3*6电缆(电缆额定电流为220A），用于两台电机。DQZBH-300的真空磁力启动器整定值调为230A。查KSGZY-1000/6/0.69变压器两相短路电流表得：Id(2)= 3927A灵敏度Ks= Id(2)/8I=5980/8*217=2.11.2，故DQZBH-300的真空磁力启动器符合要求。2）采煤机的馈电开关选择开关控制的总负荷为Pe=300+300=600KWIe=kxPe/U*cos=0.62*600/1.732*1.14*0.7=270A故而选择KBZ-400型整空馈电开关，作为采煤机两台电机的馈电开关。 KBZ-400型整空馈电开关的整定值调为350A。查KSGZY-1000/6/0.69变压器两相短路电流表得（以最远端的电机计算）：Id(2)= 4186A灵敏度Ks= Id(2)/8I=4186/8*350=1.491.2 故KBZ-400型的真空磁力启动器符合要求。3）、采煤机干线电缆选择：网络允许电压损失按10%计算：U=114010%=114V变压器的电压损失Ub=Pe*Kx*Rb+Pe*Kx*tg*Xb / VePe:用电设备额定功率和，Pe=600KWKx:需用系数取0.62Rb、Xb变电站阻抗，分别取0.0149、0.091(查表得）Ue：额定电压取1140VUb=600*0.62*0.0149+600*0.62*1.02*0.091/1140 =34V支线电缆电压损失：UL=Pe*Kx*L*103 / D*U*S*nPe= 300KW，Kx=0.62，L=220，D=42.5， Ue=1140V，S=70，n=0.8UL=300*0.62*220*103/42.5*1140*70*0.8=10.8V则干线允许电压损失：U=Ub+UL=44.8V6.5 符合要求三、 提升机及提升电动机的选择.1. 提升机的选择.-为纲丝绳中钢丝直径=2.6mmd-为纲丝绳中直径 对无尾绳系统最大静张力Fj=(Q+Qz)g+PH=(6070+5000)*9.8+57.1*406=131669N 最大静张力差Fjc=Q+PH=6070*9.8+57.1*406=82669N 选2JK-3.5单绳缠绕式提升机，卷筒个数为2，卷筒直径D=3.5m,卷筒宽度B=1.7m,两卷筒中心距1840mm，最大静张力差Fjc=11.5t. 计算滚筒上缠绕宽度B, B=(+3)(d+) 式中:钢丝绳圈间距离=3mm B=(+3)(40+3)=1835mm BB2B,主井提升设备不提人可缠绕两层。 提升机直径确定后，按Vm=列表（表中与提升机表中相对应）ndvmi98074059049037011.515.6111.89.47.85.9208.986.785.44.493.39从表中送取6.78m/s定位提升速度Vm，Vm=6.78m/s提升机的最大允许速度12m/s,提升记型号选为：ZJK-3.5/202. 估算电动机功率P=式中K-为矿井阻力系数. 箕斗提升K=1.15 -动力系数：单绳缠绕式，箕斗无尾绳取1.3 j-减速器效率，取 0.85p= =*1.3=709Kw选用YR800-8/1180型6KV高压三相交流绕线异步电动机，额定功率Pe=800Kw, 转速ne=740r/min, 效率D=92%,功率因数COS=0.82,最大力矩与额定力矩之比 =2.3，飞轮转距GD2=5760N.M23. 选定天轮 选用TSH 型天轮，天轮直径为3500mm，变位重力为11330N四、 提升机与井筒的相对位置1. 井架高度 Hj=Hx+Hr+Hg+0.75Rt+1=18+9.54+5+0.75*3.5/2+1=34.76m 式中：Hx -卸载高度，取18mHr -容器全高，取9.45mHg-过卷高度，取5m因而井架高度Hj取35m2. 提升机滚筒中心到井筒中心线的水平距离Ls0.6Hj+D+3.5=0.6*3.5+3.5+3.5=28m考虑到减轻咬绳现象，这里取Ls=30m。3. 计算弦长=43.6m式中：C-滚筒中心线与井口水平的高差，取1.8m。4. 求内外偏角二层缠绕时内偏角为n=arctg=arctg=arctg=1020式中：s-两天轮中心距，取2.1m。a-两卷筒之间的距离二层缠绕时只考虑n1030，不考虑咬绳。二层缠绕时外偏角为=arctg=arctg=0.7301030-由钢丝绳直径、卷筒直径、内偏角关系曲线查得=3.95mm。5. 下出绳角 =54.20150五、运动学和力学1. 提升系统变位质量提升绳全长 Lp=Ho+Hx+3D +30+nD=423+18+3*3.14*3.5+30+3*3.14*3.5=537M式中Ho-钢丝绳悬垂高度，Ho=Hs+Hz+Hj=370+18+35=423m电动机变位重力Gd=GD(i/D)2=5.76*(20/3.5)2=188.08KN电动机的变位质量md=Gd/g=188.08*1000/9.8=19192kg总变位质量mm=(Qg+2QZ+2PLp+Gj+2Gt)/g+md=6070+2*5000+2*57.1*537/9.8+24600+11330/9.8+19192=67276kg式中:Gj/g为提升机包括减速箱的变位质量，Gj/g=24600kg Gt为天轮的变位质量 11330kg 2. 加速度按减速器最大扭矩计算式中k-阻力系数，取1.15Mmax-减速器许可的最大扭矩，JK-3.5/20所用的ZHLR-170型减速器取30tm按电动机过负荷能力计算a12(0.75Fe-kQg-PH)/m=(0.75*2.3*100295-1.15*6070*9.8-57.1*406)/67276=1.21m/s2式中Fe-电动机额定力=100295NZ-电机台数，取1-过负荷系数，取2.3K-矿井阻力系数，取1.15根据煤矿安全规程对立井箕斗提升的加速度a11.2m/s2,取a1=1.0m/s2。3.减速度一般情况下按自由滑行速度减速=0.67 m/s2取a3=0.7 m/s24.速度图计算ho=2.35m,V0=1.5m/s1）初加速度=0.479 m/s2t0=v0/ao=1.5/0.479=3.13s2）主加速阶段t1=(Vm-Vo)/a1=(6.78-1.5)/1=5.28sh1=(Vm+Vo)t1/2=(6.78+1.5)*5