煤矿的机电系统设计论文10471

1、煤矿的机电系统设计目 录第一章 矿井概况1第二章 运输系统的方案设计2一、设计依据2二、斜井串车提升设备的选择计算21、一次提升量和串车矿车数的确定22、斜井提升钢丝绳的选择计算63、提升机的选择计算74、天轮的选择计算95、提升机与井口相对位置的计算96、预选提升电动机11三、刮板输送机的选择121、计算运输生产率122、选择刮板输送机123、运行阻力、牵引力及电动机功率计算134、电动机功率效率的计算135、刮板链强度验算146、结论157、刮板运输机的安装说明书15四、胶带输送机的选择151、胶带输送机选型的原始资料152、胶带的运输没能力与宽带、速度的计算与选择163、胶带运行阻力计算

2、胶带每米长度货载的质量164、胶带张力的计算175、胶带垂度计算176、牵引力及电动机功率计算177、结论188、安装说明书18（5）胶带的安装。18五、结论19第三章 排水系统的方案设计20一、设计任务20二、设计依据20三、排水系统的确定20四、水泵的选型211、水泵必须排水能力212、估计水泵所需的扬程213、初选水泵21五、管路的选择221、管路趟数及泵房内管路布置形式222、管材的选择223、泵房内管路布置形式的选择224、管径的确定23六、工况点的确定及校验231、计算管路特性（管路系统图如下）232、估算管路长度243、管路阻力系数r的计算254、管路的特性方程265、绘制管路特

3、性曲线并确定工况点266、校验计算27七、经济指标计算281、年排水电耗282、吨水百米电耗29八、结论29第四章 通风系统的方案设计30一、设计任务30二、设计依据30三、通风机风量的计算301、矿井通风设计的要求302、设计数据30四、通风机风压的计算30五、预选通风机311、矿井通风设备的要求312、预选通风机31六、确定工况点31七、功率的计算321、电动机输出功率322、电动机容量的确定32八、年电耗的计算32九、吨煤通风电耗的计算33十、结论33第五章 压风系统的方案设计34一、设计原始资料34二、设计任务34三、设计依据34四、选型与设计步骤351、供气方案的选择352、空压机型

4、号和台数确定353、输气管路的选择37五、耗电量的计算391、空压机的年耗电量392、吨煤压气耗电量40六、总结40第六章 供电系统的方案设计42一、设计要求421、设计的内容422、设计要求：42二、设计依据42五、负荷总负荷统计公式及基本步骤45六、结论47第七章 矿井技术经济指标分析总结48一、选型设计总结48二、经济指标运算49第八章 毕业设计总结50参考文献51第一章 矿井概况大建煤矿位于娄底冷水江市，年产量30万吨，服务年限30年。矿井地面标高+268m，开采水平+90。矿井采用单水平斜井提升，井筒倾角28度。井下最大涌水量500立方米每小时，正常涌水量为300立方米每小时。全矿有

5、9个采掘工作面，每台风钻所需风量3立方米每分钟，全矿总排风量为1800立方米每分钟。该矿为高瓦斯突出矿井，井下只准使用风钻。地面安装了瓦斯抽放系统和人员定位系统。主井为斜井且只绞煤，同时井上高压设备有压风机、通风机、生活水泵，井上低压设备有充电架、机床、钻床、摇臂钻、电焊机、锅炉、绞车、爬车器、架线式电机车，井下高压设备有主排水泵，井下低压设备有井下提升设备、电煤钻、电溜子、胶带输送机、蓄电式电机车。矿井有两路供电电源，一路来自冷水江市110kv变电站，供电架空线规格lgj-370m，供电距离1.5km，供电电压6kv,另一路来自黄港分公司供电站，供电架空线规格lgj-350m，供电电压6kv

6、，作为矿井备用电源。第二章 运输系统的方案设计一、设计依据1、矿井年产量：30kt/a，30年2、工作制度：300d/a，工作时间：14h/a3、地面标高：+268，单水平开采，开采水平+90，井筒倾角284、提升性质：矸石、煤、材料5、煤的散集密度：烟煤（1.2-1.40g/cm ）6、提升容器及提升方式:mg1.79b型固定式矿车，斜井双钩串车提升二、斜井串车提升设备的选择计算1、一次提升量和串车矿车数的确定1）、提升长度计算l=ld+lt =25+379=404m ld 井底车场长度取25mlt 井筒斜长 ,268-90/sin8=379m2）、速度图及参数的确定(1)、最大提升速度：根

7、据煤矿安全规程规定：斜井巷内升降人员或用矿车升降物料时，提升容器的最大速度vm5m/s，取vm=5m/s，据此，结合设计条件应首先预选提升机，确定提升机的速度vm。(2)、其他的速度的确定：重车在井底车场运行阶段：t01=v0/a0=1/0.1=10s； l01=v0/2a0=5ml02=ldl01=255=20m; t02=l02/v0=20std=t01t02=30s式中：ld井底至车场长度，取ld=25m。串车提出车场后的加速阶段：t1=（vm-v0）/a1=（5-1）/0.5=8s；l1=（um+u0）t1/2=（5+1）8/2=24m;减速运行阶段：t3=um-u0/a3=4/0.5

8、=8s；l3=vm/2a3=25m等速运行阶段:l2=l-（ld+l3+l1+lk）=305mt2=l2/um=3055=61s式中： l提升斜长 lt井筒斜长lk井口车场长度，取25m由于是平车场td=tk=30s初始加速度：a0=0.1m/ ，车场内速度：v0=1m/s主加、减速度：a1=a3=0.5m/。摘勾时间及电动机换向时间1=25s一次提升循环时间：t=td+t1+t2+t3+tk+=30+8+61+8+30+25=162s根据以上计算作出图如图（2-1）下所示：图（2-1）e3）、一次提升量和矿车数的确定（1）、一次提升量mm=cafant/（3600brt）=1.11.2300

9、00239（360030014）=4.42t式中：c提升不均衡系数，取c=1.1 af提升能力富裕系数，取af=1.2an采区的年产量30000t(含10%的矸石和3%的其他提升量)；br年提升工作天数,br=300d；t天提升工作时间，t=14h(2)、一次串车数的确定n1=m/m1=4.42/1=4.42(辆)，则取矿车数为n1=5辆所选型号依据教材所选如表（2-1）。表（2-1）矿车数据型号容积轨距轴距长(mm)宽(mm)自身重量（kg）mg1.7-9b1.7900750240011509754)、验算矿车连接器强度按钢头牵引力应小于连接器强度计算n260000/g（m1+mzl）（si

10、n +f1cos ）=60000/101975（0.47+0.020.88）=60000/1019750.4876=6.2由于n1n2所以取n1=5辆式中： m1、mzl为单个矿车的自身质量及载货量，mzl 为1000kg;f1矿车运行摩擦阻力系数，滑动轴承取f1=0.02;g重力加速度，10m/s；为28 sin=0.47，cos=0.88。2、斜井提升钢丝绳的选择计算 1）、钢丝绳提升斜长计算由于钢丝绳牵引力角要小于9，则选钢丝绳牵引力角为8，井口到天轮架的斜长l1=(lb+lt+la) /cos8=(7+18+100)/0.99=126m钢丝绳的悬垂长度l0=lt+l1=379+126=

11、505m式中：lb井口至阻车器的距离，取7m；lt阻车器只摘钩点距离，一般lt 1.5nlc=1.552.4=18m；la摘钩点到井架中心的水平距离，一般为la=2.5ls=100m；2)、钢丝绳的选择计算（1）、钢丝绳所受力重串车的重力分力n（m1+mz1）g sin=46412.5重串车的摩擦阻力n（m1+mz1）g f1 cos=1738钢丝绳的重力分力mpgl0 cos=4444mp钢丝绳的摩擦阻力f2mpgl0 cos=1333.2mp（2）、初略估算钢丝绳受力为n（m1m2）（sinf1cos）gmpl0（sinf2cos）gbs/ma而f=n（m1+mz1）(sin+ f1 co

12、s) g + mpgl0 (cos+f2 cos)=48150.5+5777.2mp，ma为安全规程规定值，因为只绞物则大于7.5，所以估算qp大概为361128.75+43329 mp。则初选钢丝绳依据教材选择如下表（2-2）为：表（2-2）直径/mm钢丝总结断面积/mm参考质量/(kg/100m)钢丝绳破断拉力总和/n(kgf) 钢丝绳钢丝28.03.0296.73283.4504000（5）所以钢丝绳为：28 nat 6(1+6) + nf 1665 zz 504000 283.4 gb 1102式中：f1、f2为矿车运行p点钢丝绳运行摩擦阻力分别取0.02、0.3。（3）、钢丝绳的安全

13、系数验算 m=qp/n（m1+mzl）（sin +f1cos ）g+mpl0（sin +f2cos）g=7.87.5故选用此钢丝绳。3、提升机的选择计算1)、提升机滚筒直径d80d=8028=2240mm选取标准直径为25002)、提升机选择计算最大静张力为fjmax=ng(m1+mzl）(sin+f1cos)+mpl0（sin+f2cos ）g=64523n最大静张力差fcmax=ng(m1+mzl）(sin+f1cos)+mpl0（sin +f2cos ）g-ngmz1(sinf1cos)=6452322054.5=42469n根据fjmax、fcmax初选择的提升机为：2jk-2.5/2

14、0。3)、提升机滚筒宽度验算(1)、提升高度hh=l1sin8+126=195.5m(2)、根据煤矿安全规程规定滚筒上缠绕的钢丝绳提物时不超过3层，取k=2。平均缠绕直径：dp=d+（k-1）()/2=2500+（2-1）47.3/2=2524滚筒宽度为:b=h+30+（3+4）d（d+）/（kdp）=956mm而滚筒宽度为1200mm，则所选合适。式中：钢丝绳在滚筒上缠绕的间距，=2k缠绕层数4)、选取提升机根据计算的提升机滚筒宽度和直径按照教材选取2jk-2.5/20型号提升机。其主要技术参数如表（2-3）如下：表（2-3）型号滚筒数量直径/mm宽度/mm最大速度(m/s)传动比减速器2j

15、k-2.5/202250012004.720zhkr-1304、天轮的选择计算1)、根据煤矿安全规程规定天轮的直径由于钢丝绳与天轮的围包角大于90dt80d=2240mm则选取标准直径为2500mm。则依据教材选择天轮为如表（2-4）：表（2-4）型号名义直径d/mm绳槽半径r/mm适于钢丝绳直径范围/mm允许钢丝绳全部钢丝破断拉力总和/kn两轴承中心距l/mm轴承中心高h/mm变位置质量/kg总质量/kgtsg25001824.5-27661.580020055015125、提升机与井口相对位置的计算1）、斜井双钩平车场位置图摘钩后的矿车通过下方串车的钢丝绳的底部是，绳距地面的高度不得小于2

16、.5m 这点距摘钩点的距离为ln，ln=4m，所示图为图（2-2）。图（2-2）hj=2.5(lb+lt+la)/ lb+lt+ln -rt=2.5125/(7+18+4) -1.25=9.5m2）、钢丝绳提升斜长计算根据煤矿安全规程规定天轮到滚筒的钢丝绳，最大内偏角不得超过130。由于偏角的限制可以计算出最小弦长。设计为固定天轮双钩提升则：按外偏角：lxmin=19.1（2b+a-s）=22.5m按内偏角lxmin19.1（s-a）=23.3m式中：a滚筒之间的间隙为0.128ms两天轮间距，sbc+0.2=1.15+0.2=1.35m所以算的最小弦长为23.3m。3）、提升机滚筒中心至天轮

17、中心水平距离lsls=22m式中c0提升机滚筒中心至井口水平高度，为1m。将ls取为接近计算值较大的整数，然后再计算实际弦长ls=23.6m4）、计算钢丝绳实际的外偏角a1 内偏角a2a1= = =14a2= =156、预选提升电动机1）、估算电动机的功率 双钩提升：n=fjmaxvm/1000j=(645234.71.2)/(10000.85)=428.1kw式中：vm根据选择的提升机，由提升机规格表查的的标准速度取4.7m/s。j减速器传动效率，双级传动j=0.85。电动机容量备用系数，=1.2。2）、估算电动机转数n=60vmi/d=718r/min式中：i 减速器的传动比。根据n，n及

18、矿井电压等级依据教材预选电动机如表（2-5）所示。表（2-5）型号额定功率/kw额定电压/v转数(t/min)jr1510-847560007373）、确定提升机的实际最大提升速度vm=dne/60i=4.8m/s5m/s.式中：ne预选出的电动机的额定转速，r/min。4）、实际提升能力an=3600brtnm1/ct=424242.4富裕系数:af=an/a=1.411.2故提升能力满足要求。三、刮板输送机的选择1、计算运输生产率 qs=60bvkp= 60*2.1*0.6*4*1.4=423.36(t/h)根据煤矿情况采煤机型号为mls3170所以平均牵引速度q=4m/min，截深b=0

19、.6m，倾角9向上运输，煤的密度p=1.4t/m32、选择刮板输送机根据运输生产率q=423.36t/h 和工作面长度l=160m，依据教材选用sgz730/220型刮板输送机.其设计长度150m，输送能力q=450t/h,链速v=1.0m/s，链子破断能力fp=610kn,刮板链每米质量q1=40kg/m；电动机功率p=2*110kw. 3、运行阻力、牵引力及电动机功率计算1）、输送机上每米货载质量 q=qs/3.6*(v+vk)=423.36/3.6*(1-4/60)=126kg/m2）、运行阻力 wzh=g（qw+q1*w1）lcosb+g(q+q1)lsinb =10*(126*0.7

20、+40*0.4)*160*cos10-10*（126+40）*160*sin10 =118066n3）、空段阻力 wh=gq1l*(w1cosb+sinb) =10*40*160（0.4*cos10+sin10） =36324n4）、总牵引力w0=1.1w1（wzh+wk） =1.1*1.1（118066+36324） =186812n4、电动机功率效率的计算1）、最大轴功率p=w0v/1000 =186812*1.0/1000*0.85=219.78kw2)、最小轴功率 pmin=1.1w1*2gq1w1lvcosb/1000 =71.78kw3）、等效功率pd=0.6（pmax2+pmax

21、pmin+pmin2）1/2 =157.87kw考虑20%的备用功率，电动机的设备功率为 p0=(1.151.20)pd=1.2*157.87=189kw因此电动机的功率（2*110kw）足够5、刮板链强度验算1）、最小张力点w0nb/n0-wk=186812*1/2=57082 所以f3=fmin2）、各张力点计算f3=fmin=2*3000nf4=f3+wzh=6000+118066nf1=f4-w0*nb/nb=124066-186812*1/2=30660n f1=f1+wk=30660+36324=66984n 3）、最大张力点f4=fmax=124066nk=nrfp/fmax=2

22、*0.85*610000/124066=8.36 强度足够。6、 结论选用sgz-730/220型刮板输送机，在铺设长度160m情况下满足要求。7、刮板运输机的安装说明书1）、安装前的准备工作：刮板运输机下井装车时，应按刮板输送机的设备明细表检查全部部件、零件、附件及专用工具，要求完整无缺，如有碰伤、变形的零部件，应与修复完好；2）、对随机安装的防爆电气设备，必须经专职防爆检察员检查合格，签发防爆合格证后方可下井，在工作面安装前应对安装地点进行检查，保证巷道平直并清除一切杂物，应准备安装工具及润滑脂。3）、对刮板输送机安装总的要求是：三平：溜槽接口要平，电机与减速器底座要平，对轮中心线接触要平

23、，三直：机头、溜槽、机尾要直，电机与减速器中心要直，大小链轮要直，一稳：整台输送机安设要平稳，开动时不摆动，二齐全：刮板要齐全，链环螺栓要齐全，一步漏：溜槽接口要严密不漏，双不：运行时刮板链不跑偏、不漂链。四、胶带输送机的选择1、胶带输送机选型的原始资料1）、设计运输生产率为34.7t/h2）、运输距离300m3）、输送机安装角度74）、货载散集密度p=0.81.0t/m35）、货载在胶带上的堆积角a=302、胶带的运输没能力与宽带、速度的计算与选择1）、胶带运输能力的计算q=3.6qvq=3.6apvq=kb2pvc式中q为胶带输送机的输送能力t/h；q为每米胶带上货载的质量kg/m；a为胶

24、带上货载的断面积；p为货载的散集密度kg/m3；v胶带运行速度m/s由上的q=34.7t/h2）、胶带宽度的计算与选择b=q/kvpc=0.8m胶带宽度的验算b=2amax+200=2*300+200=800mm3、胶带运行阻力计算胶带每米长度货载的质量 q=q/3.6v=10kg/m 换算到每米长度上下托辊转动部分的质量qg1=gg1/lg1=7.33kg/mqg2=gg2/lg2=3.67kg/mqd=1.1b（i+1+2）=15kg/m重段运行阻力 wzh=g（q+qd+qg）lwcosb+g（q+qd）lsinb =21909n空段运行阻力wk=g（qd+qg）lwcosb+gqd+g

25、qdlsinb =-2358.9n4、胶带张力的计算f1=fmin f2=f1 f3=(1+k)f2=1.04f2f4=1.04f3=1.042f2=1.042f1f5=f4+wk=1.042f1+wkf6=1.04f5=1.043f1+1.04wkf7=f6+wzk=1.043f1+1.04wk+wzhf8=f9=1.04f7=1.04(f6+wk)=1.044f1+1.042wk+1.04wzh =1.17f1+20233按摩擦传动力条件列出f1和f9的关系 f9=f1(1+eua-1/k0)=f1(1+e0.2*8.25-1/1.15)联立两式得出：f1=f2=5797n,f3=6029

26、n,f5=3910n,f6=4067nf7=25975，f8=f9=27014n5、胶带垂度计算按垂度要求，重载段上允许最小张力为 f=5g（q+qd）lgcosb=5*10*(34.7+15)*1.5*cos7=4067n f=f6=4967n满足要求胶带强度应算m=sdb/fmax=680*800/27895=19.5 满足要求6、牵引力及电动机功率计算 传动滚筒牵引力w0=f9-f1+0.03(f9+f1) =22379 电动机功率p=kwov/1000=1.15*2239*1.63/1000/0.85=49kw又有49-48.5/48.5=0.0150 m3/h，则n1=1型号吸入管直

27、径/mm级数流量(m3/h)单级扬程吸程转速n(r/min)效率(%)轴功率n(kw)功率（kw）电动型号叶轮直径（mm）d450-602503-11450606.5148078372.2500y4004-4(ip23/6kv)430表（1-2）备用泵台数：为n20.7n1=0.7和n21.2qmax/qe=0.3,则n2=1检修台数： n3=0.25n1=1，则n3=1因此，供选择3台泵。五、管路的选择1、管路趟数及泵房内管路布置形式根据泵的总台数，选择典型的三泵两趟管路系统，一条管路工作，一条管路备用。正常涌水时，一台泵向一趟管路供水，只要两台泵同时工作就能达到在20h内排出24小时的最大

28、涌水量，从而可知每趟管路流量qe等于泵的流量。2、管材的选择由于井深不超过200m因此采用焊接钢管，吸水管选用无缝钢管。3、泵房内管路布置形式的选择泵房内管路布置形式的选择如图（3-1）所示。图（1-1） 4、管径的确定1）排水管内径从书p250表12-5预选2998无缝钢管，则排水管内径为：dp=299-16=283mm。2）壁厚的验算因此所选管路合适。3）吸水管径内径计算根据所选排水管径，吸水管内径选用，则选用。六、工况点的确定及校验1、计算管路特性（管路系统图如下）管路布置参照（3-1）所示方案。这种管路布置方式任何一台水泵都可以经过两趟中的任意一趟。排水管路系统图如图（3-2）所示：图

29、（3-2）2、估算管路长度排水管长度可估算为lp=hsy+（40-50）=（222-232）mm取lp=230m，吸水管长度可估算为lx=s=6.6m注：vx=，vp=1.98m/s=6.5+0.1+0=6.6m;3、管路阻力系数r的计算沿程阻力系数吸水管： 排水管: 局部阻力系数，吸排水管附件及其阻力系数根据书p90选择计算，列表为表（3-1）。表（3-1）吸水管附件及局部阻力系数附件名称数量局部阻力系数底阀33*3.7=11.1弯头30.294*3=0.882异径管30.1*3=0.3排水管附件机局部阻力系数闸阀66*2.6=15.6逆止阀31.7*3=5.4转弯三通31.5*3=4.5弯

30、头40.294*4=1.176异径管33*0.5=1.5直流三通44*0.7=2.8弯头60.196*3=0.588r=7.05h/4、管路的特性方程h=hsy+rq=182+7.05q5、绘制管路特性曲线并确定工况点根据求的管路特性方程，取7个点流量值求得相应的损失，列入表（3-2）。表（3-2）q/（m3*）306090120150180210h/m182.1182.3182.6183183.6184.3185.1管路特性曲线图如图（3-3）所示。图（3-3）由(1-2)图可以看出qm=580m3/；hm=183.9m ；=0.731 ；hsm= 10.3-7.1-0.3=2.9 ； nm

31、=420kw。6、校验计算 1）排水时间的验算t2=24qz/n1qm=14.9h20h最大涌水量时:tmax=24qmax/（n1+n2）qm=8.2h20h2)经济性校核工况点效率应满足m=0.7310.85max=0.6633）稳定性校核hsy=1820.9ih0=0.9460=216m4）经济流速的校核吸水管中流速vx=qm1/900 =1.95m/s排水管中流速vp=qm1/900 =2.3m/s5）吸水高度校核取pa=9.81pa，pn=0.23.5pa，=9.81pa，则允许高度为：=2.92.66=2.92.66=0.24m实际吸水高度hx=4m，吸水高度满足要求。6）电动机功

32、率的计算=kd =437.4kw水泵配套电动机功率为500kw，大于计算值，满足要求。七、经济指标计算1、年排水电耗e=2.326kw*h/y式中：e年排水电耗，kw*h/a；nz、nmax年正常和最大涌水期工作台数；rz 、rmax正常和最大涌水时期泵工作昼夜数；tz、tmax正常和最大涌水时期泵每昼夜工作小时数；d、w、 c电机效率、电网效率、传动效率。2、吨水百米电耗式中et*100吨水百米电耗，。八、结论经过选型设计得出大建煤矿排水系统需要3台水泵，所选水泵型号为md450-60型号泵，其配套电机为y4004-4(ip23/6kv)，功率为500kw。经计算得出排水系统的年排水电耗为2

33、.326kw*h/y，吨水百米电耗为0.381。第四章 通风系统的方案设计一、设计任务1、确定矿井通风系统2、矿井通风设备的选择3、概算矿井通风费用二、设计依据1、 矿井瓦斯等级：高瓦斯矿井；2、 矿井水性：中性水；3、 矿井年产量：30kt，年工作日300d，日净提工作时间14h，矸石提升量按煤产量的10%计算；4、 主、暗斜井均为综合提升井；5、 主斜井井口标高：+268m，开采水平+90m，井筒坡度28度；6、 正常涌水量为qh=300，qmax=500；7、 矿井所需风量：qk=13；8、 矿井通风负压：h=230pa。三、通风机风量的计算1、矿井通风设计的要求(1)将足够的新鲜空气有

34、效地送到井下工作场所，保证生产和创造良好的劳动条件；(2)通风系统简单，风流稳定，易于管理，具有抗灾能力；(3)发生事故时，风流易于控制，人员便于撤出；(4)有符合规定的井下环境及安全监测系统或检测措施；(5)通风系统的基建投资省，营运费用低、综合经济效益好。2、设计数据由设计依据得： qb=kqk=1.113=14.3四、通风机风压的计算由设计依据得： pst1=hmin+p=230+150=380pa五、预选通风机1、矿井通风设备的要求1)矿井必须装设两套同等能力的主通风设备，其中一套做备用。2)选择通风设备应满足第一开采水平各个时期工况变化，并使通风设备长期高效率运行。当工况变化较大时，

35、根据矿井分期时间及节能情况，应分期选择电动机。3)通风机能力应留有一定的余量，轴流式通风机在最大设计负压和风量时，轮叶运转角度应比允许范围小5。；离心式通风机的选型设计转速不宜大于允许最高转速的90。4)进、出风井井口的高差在150 m以上，或进、出风井井口标高相同，但井深400 m以上时，宜计算矿井的自然风压。2、预选通风机根据pst=380pa和qb=14.3，从风机产品书预选两台bk4-72no.16b离心式通风机，一台工作，一台备用，转速n=355r/min。六、确定工况点由所得数据得：r=pst/q2b=1.86，则矿井在开采初期的网路特性曲线方程式为：pst=rq=1.86 q。根

36、据上述方程式，用描点作图法在所选的bk4-72no.16b的性能曲线图上，绘出开采的网络特性曲线，即得工况点a，所选数据如表（4-3）所示，所绘线性曲线图如图（4-4）所示。表（4-3）流量q(/h)405554415047745508235381556764psta(pa)235.8279.5326.9370.4415.3462图（4-4）由图可得工况点a,可知：qa=53760/h=14.9/s, psta=414.4pa， a=0.87七、功率的计算1、电动机输出功率因bk4-72no.16b型通风机的效率和功率曲线图中，已包括传动机机械损失，所以计算电动机功率时，不需在考虑传动效率c。

37、a点 nda= psta qa/1000a=7.1 kw2、电动机容量的确定nd=（1.1-1.2）nda=7.81-8.52 kw根据nd=7.81-8.52kw和n=355r/min，确定选用bk4-72no.16b型风机配套电机y160l-6型号电动机，其功率为11kw，转速为355r/min。八、年电耗的计算e= =36372 kw*h/a式中：e年耗电量，kw*h/a；电动机效率，为0.9；电网效率，为0.95；r每天工作时数，为24h；t每年工作昼夜数，为365天九、吨煤通风电耗的计算etm=e/a=36372/300000=0.12 kw*h/t十、结论经过选型设计，得出大建煤矿

38、的风量为14.3，、选用bk4-72no.16b型通风机两台，一台工作，一台备用，其配套电动机为y160l-6型电动机。风机年电耗为36372kw*h/a，吨煤通风电耗为0.12kw*h/t。第五章 压风系统的方案设计一、设计原始资料1、地面工业广场的平面图，巷道开拓系统图，地面及各水平标高；2、采掘作业和风动机械配置图表，同时使用的风动机械型号，规格和数量；3、机械厂井口及井底车场等处，同时使用的风动机械的型号和数量；4、矿井服务年限和年产量。二、设计任务1、供气方案的选择；2、选择空压机的型号和台数；3、选择输气管路系统；4、计算经济指标；5、绘制空压机站布置图；6、空压机的布置图。三、设

39、计依据1、 矿井瓦斯等级：高瓦斯矿井；矿井水性：中性水2、 矿井年产量：30kt，服务年限30年，年工作日300d，日净提工作时间14h；矸石提升量按煤产量的10%计算。3、 主、暗斜井均为综合提升井。4、 主斜井井口标高：+268m，开采水平+90m，井筒坡度28度。5、 正常涌水量为qh=300，qmax=500。6、 矿井所需风量：qk=13，矿井通风负压：h=230pa7、9个采掘工作面（每个工作面一台气腿式凿岩机yt-30型）8、 每台气腿式凿岩机yt-30型的耗气量是2.9m3/min9、 采区工作面布置图（5-1）。图（5-1）四、选型与设计步骤1、供气方案的选择采用地面集中供气

40、方案，在地面工业广场内集中设置一个空气压缩机。2、空压机型号和台数确定1）计算矿井所需的供气量根据已知条件只有凿岩机工作。做多台使用时工作凿岩机有9台。查书本表18-1，每台凿岩机耗气量是2.9m3/min得：q/=a1a2a3niqiki=1.2x1.1x1.04x(9x2.9x1)=35.83m3/min式中：a1沿管路全长的漏气系数，为1.2a2风动机磨损后，耗气量增加的系数为1.1a3海拔高度修正系数，为1.04ni用气量最大工作时间内型号风动工具的台数qi某类型风动工具的耗气量，m3/minki同型号风动工具的同时使用系数，为1表181 煤矿常用风动工具型号规格表名称及型号工作压力/

41、耗气量/接管内径/mm风镐gj-1风镐g-7风镐03-11凿岩机yt-18凿岩机yt-25气腿式凿岩机yt-23气腿式凿岩机zf-1气腿式凿岩机7655型气腿式凿岩机东方红70型气腿式凿岩机yt-30气腿式凿岩机红旗牌风动装岩机东风-1型风动装岩机东风-4型混泥土喷射机hp型混泥土喷射机zhp型3.924.93.924.94.95.884.94.94.94.93.43-6.863.43-4.94.41-6.862.94-3.922.941112.52.62.83.53.62.82.93.34.8-9.512-865-101616162519-2219252) 估算空压机必须的出口压力由图（1-

42、1）可知，空压机站到最远工作面的距离为1945m，每千米管长力损失为0.035mpa，它的额定工作压力为0.49mpa。由于p/=pe+p/i+0.1式得注：式中p/=0.49+1.9450.035+0.1=0.658mpape所用风动机具中最大的额定工作压力mpa，p/i估算的输气管道中最远一路的所有压力损失之和3） 选择空压机的型号和台数。依据q/和p/的估计值从风机产品书，选择5l-48/8空压机一台，备用4l-20/8空压机一台。3、输气管路的选择1）选择输气管段的规格。利用式子：q/=a1a2a3p/i+0.1计算确定通过各段管道的压气量，结果列于下表（5-1）。表（5-1）各管段参

43、数计算表管段代号实际长度（l/m)供气管长（l/m）压气量（q/m3.min-1）计算管径（d/mm)标准钢管规格（d*/mm*mm)压力损失p/mpa1-2495194535.83119.72127*4.50.0172-31000179514.4676.0583*3.50.0633-430017953.613838*2.50.0463-520016953.613838*2.50.0313-630017953.613838*2.50.0472-7600194518.0985.0189*4.50.0337-860019457.2353.7854*3.50.0597-960018457.2353.

44、7854*3.50.0617-1480018953.613838*2.50.1258-1020018953.613838*2.50.0318-1125019453.613838*2.50.0399-12100017453.613838*2.50.0169-1315017453.613838*2.50.0233-1410018453.613838*2.50.0162）计算各管段的压力损失和最不利管路总压力损失。利用公式：pi=10-12*li/di5qi1.85，计算各段的压力损失，结果列于表1-1中。由图1-2和表1-1中可以看得出1-2-7-8-11为最不利管路。该管路但总压力损失为：p/i

45、=p1-2+p2-7+p7-8+p8-11=0.017+0.033+0.059+0.039=0.148mpa由于p/i=0.148mpa，则所选的管路系统符合各管子规格合适3） 计算实际所需要的空压机出口压力利用公式：p=pe+pi+0.1 =0.049+0.148+0.1 =0.738mpa 因所选择的5l-48/8型号的空压机的额定排气压力为0.784mpa，满足实际要求，因此所选管路系统各管子规格合适。同时地面压风机布置图如图（5-2）所示。五、耗电量的计算1、空压机的年耗电量e= =（0.80.8+0.2）（122030012/0.950.850.95） =931764.71 kw*h

46、/a注：式中e空压机年耗电量，kw*h/a；kt空压机的负荷系数，取0.8；0.2空压机的空载功率系数z同时工作的空压机台数t空压机站一昼夜工作小时数，三班工作数取12h；b空压机站一年内工作天数；c传动效率，为1；d电动机效率，为0.85；w电网效率，0.95；n空压机的轴功率，kw，查表为220kw。2、吨煤压气耗电量=3.11kw*h/t式中：edm吨煤压气耗电量，kw*h/t；a矿井年产量，t。六、总结 根据选择计算，可知大建煤矿压风系统所选风机为5l-48/8空压机一台，备用4l-20/8空压机一台。空压机的年耗电量931764.71 kw*h/a，吨煤压气耗电量为3.11kw*h/t。图（5-2）第六章 供电系统的方案设计一、设计要求1、设计的内容全矿总负荷的计算、主变压器的选择、地面低压变的选择、总入户线的选择、地面负荷出线的选择、下井电缆的选择、水泵房电缆的选择。2、设计要求：全矿的总负荷的统计必须列、计算必须有根有据、全矿各负荷均要考虑。3、设计步骤：1）、概述2）、负荷统计3）、变压器的选择4）、导线直径的选择5）、总结二、设计依据 矿井有两路供电电源，一路来自冷水江市110kv变电站，供