毕业设计论文矿井运输设计

摘要采掘机械是煤炭工业增加产量，提高劳动效率，改善劳动条件，保障安全生产的必须技术手段，机电一体化、自动化煤矿开采技术装备的研制是实习高效生产的基本保障，该论文以太岳煤矿为基础，结合该矿的煤层情况、煤质情况、煤层顶底板情况，水文地质情况和瓦斯情况进行综合分析并加以计算。本设计对采煤工作面的设备进行正确的选型计算，按照综采工作面设备配套要求，使三机到达产能的配套，性能配套，尺寸配套等等，通过严格的计算，进行正确的采掘机械，支护设备和刮板输送机的选型设计，根据整体情况，进一步进行正确的排水设备和通风设备的选型设计，在运输提升设备方面，确定出可伸缩带式输送机和空井提升设备的选型设计，在以安全第一的前提下，严格管理，从而实现真正的效益最大化。本设计主要从矿井地理位置、井田走向、水文地质，矿井开拓系统，通风及排水、主副井系统、主运输系统等矿井基本情况出发，进行采区运输选型计算、通风选型和采取供电选型设计。关键词：矿井运输设计通风排水供电设计ABSTRACTMiningmachineryiscoalindustrytoincreaseproduction,improvelaborefficiency,improveworkingconditions,safetyinproductionmustbetechnology,electromechanicalintegration,automationofcoalminingtechnologyandequipmentresearchandproductionpracticeofhighefficiencyisthebasicguarantee,thethesistakingTaiyuecoalmineasthebasis,combinedwiththeminecoalseam,coalquality,coalseamroofandfloorcondition,hydrogeologicalconditionandgaswereanalyzedandcalculated.Thedesignoftheminingcoalworkingsurfaceequipmentchoosingcalculation,accordingtothecomprehensivemechanizedcoalminingfaceequipmentmatchingrequirements,sothatthethreemachinereachthecapacitymatching,matchingperformance,sizematchingandsoon,throughstrictcalculation,correctminingmachinery,supportingdeviceandascraperconveyingmachinetypeselectiondesign,accordingtotheoverallsituation,furtherproperdrainageandventilationequipmentselectionindesign,transportationequipment,determinethetelescopicbeltconveyorandemptywellliftingequipmentselectionofdesign,inordertosecurityunderthepremiseofthefirst,strictmanagement,soastorealizethebenefitmaximization.Thisdesignmainlyfromminegeographiclocation,Idato,hydrologicalgeology,minedevelopmentsystem,ventilationandwaterdrainage,themainauxiliaryshaftsystem,themaintransportsystembasicsituationofmine,miningareatransportationselectioncalculation,selectionandtakepowersupplydesignofventilation.Keywords:mineventilationanddrainagedesignofpowersupplyandtransportationdesign目录14882摘要 2977ABSTRACT 31587第1章概述 69710第2章运输设备选型设计 7170332.1工作面刮板输送机选型设计 7266272.1.1设计依据 7311382.1.2设计生产率 789162.1.3设计生产率及刮板输送机的选型 783222.1.4运行阻力、牵引力和功率的计算 8167262.1.5电动机功率的计算 9164312.1.6刮板链强度的计算 10212102.2转载机及破碎机的选型设计 1050282.3可伸缩带式输送机选型设计 10132032.3.1设计原始资料 1017422.3.2输送机能力与胶带宽度的计算 1197852.3.3运行阻力与张力计算 1197502.3.4胶带强度的验算 13204392.3.5牵引力与功率计算 13193222.4大巷带式输送机选型 14202362.4.14号煤一采区胶带巷第一条带式输送机选型 14320812.4.24号煤一采区胶带巷第二条带式输送机选型 17128682.5集中运输巷带式输送机选型 20215332.5.1+890水平胶带大巷带式输送机 20278192.6主井提升设备的选型计算 23102782.6.1设计依据 23102302.6.2输送机输送能力和宽度的计算 2432482.6.3运行阻力与张力计算 253082.6.4胶带悬垂度验算 2635862.6.5胶带强度的验算 26289842.6.6牵引力与功率计算 274259第3章通风设备的选型设计 28259623.1设计依据 28254573.2通风机设备选型 28296883.2.1方案选择 28254713.2.2选型计算 2911971第4章采区供电系统设计 32184014.1原始资料 32293054.2采区变电所位置确定 3473704.2.1采区变电所位置确定 34152924.2.2移动变电站位置确定 34288414.2.3工作面配电点位置确定 3467284.3采区供电系统拟定 3428594.4采区主变压器选择 35231524.4.1主变压型号选择 3513534.5低压电缆选择 36326254.5.1低压电缆型号、芯数和长度确定 3648144.5.2低压电缆主芯线截面的确定 38157214.6高压电缆选择 4143394.6.1高压电缆型号、芯数、长度的选择 41225144.6.2高压电缆截面的选择 41192104.7高低压开关选择与保护装置的整定计算 45129824.7.1采区高低压电器型号的选择 45115954.7.2采区高低压电气设备参数选择 4529284.8井下保护接地系统 508001总结 5120797致谢 5219052参考文献 53第1章概述山西灵石亨元顺煤业有限公司位于晋中市灵石县城西南直距16km处坛镇乡坛镇村西北。其地理坐标为东经111°32’14”-111°36’48”,北纬36°47′00″─36°49′25″。行政隶属晋中市灵石县坛镇乡管辖。井田东南界外直距5km处有大运公路和南同蒲铁路通过，其间有乡镇公路连通，井田东南距富家滩车站8km,由井田至富家滩车站向北可经介休抵达省城太原，向南可通往临汾、运城。交通运输较为便利。本设计主要内容是对山西亨元顺煤业采区运输设备、矿井通风、采区供电进行选型设计，目的在于对专业知识系统化的应用与掌握，结合该矿的实际情况，理论与实践的结合应用，通过设计对自己所学专业掌握程度的测试，查找自己对所学专业的不足，此次设计过程突出以下几点：（1）贯彻全矿主要设备，进行理论分析时，突出了实际应用知识。（2）重点阐述采区运输设备的的选型，根据矿井通风与排水要求，选择适合的通风机与排水泵，并对其进行校验；对采区变压器、电缆进行选型，并校验其性能是否符合实际要求。第2章运输设备选型设计2.1工作面刮板输送机选型设计设计依据煤层倾角2°～10°向上运输；工作面长度150m;实体煤容重1.51t/m3；MG100/240-BWD型采煤机采煤机截深b=0.6m；平均割煤高度1.03m；平均割煤速度3.71m/min。设计生产率 设计生产率是运输地点在单位时间内需要运出的货载质量，它是矿井生产任务需求运输设备所具有的运输能力，用“A”来表示，单位是t/h，而运输设备所具有的运输能力，称为设备生产率，用“Q”来表示，单位是t/h，为了保证完成矿井运输生产任务，在选择运输设备是，应使设备生产率大于等于设计生产率。设计生产率及刮板输送机的选型式中h—割煤厚度，mb—采煤机截深，mVk—采煤机牵引速度，m/min—煤的实体容重，t/m3根据以上计算采煤机的最大生产能力为207.9t/h，刮板输送机所需运输能力为207.9×1.2=249.5t/t。根据Q=249.5t/h，选用SGB—630/180型输送机，输送能力Q=400t/h；其主要技术特征见表1-1。表1-1刮板输送机主要技术特征表型号输送长度(m)输送量(t/h)链速(m/s)中部槽(长×宽×高mm)电机功率(kW)SGB—630/1801504000.8681500×630×190180运行阻力、牵引力和功率的计算重段运行阻力wzh=g(qω+q0ω0）Lcos-g(q+q0)Lsin=51436.9N式中q—输送机单位长度上的货载质量，kg/mqq0—刮板链单位长度质量，kg/m查《矿山运输与提升设备》P7表1-1q0=18.6kg/mω、ω0—货载、刮板链与溜槽间的阻力系数查《矿山运输与提升设备》P27表1-3ω=0.7ω0=0.3L—刮板机的实际敷设长度，m—倾角取=10°空段运行阻力wk=gLq0(ω0cos+sin)=13087.6N对于可弯曲刮板输送机，需考虑到曲线段的阻力及弯曲段的附加阻力则总牵引力w0=1.1ωf(wk+wzh)=1.1×1.1×(13087.6+51436.9)=78074.6N式中ωf—附加阻力系数一般取1.1各特殊点的张力计算根据两端传动装置分析，首先确定最小张力的位置，然后根据“逐点计算法”进行计算，根据资料所述，对图1-1分析：由于A段电动机数为一台，B段电动机数一台，根据时，s3s1,最小张力点在1点，s1=smin;当时，s3s1,最小张力在3点，s3=smin得出s3s1,S3=Smin=2×3000=6000N S4=S3+wzh=6000+51436.9=57436.9NS1=S4+w从=S4+0.07*S4=61457.483NS2=S1+wk=61457.483+13087.6=74545.083N电动机功率的计算配合采煤机使用刮板机时，当采煤机在下部机头A点未装煤时，此时输送机空运转，输送机负荷最小电动机的最小功率值Pmin，随着采煤机向上移动，溜槽装煤长度不断增加，电动机负荷也随着增大，当采煤机到达上方B点处时，输送机的负荷达到最大值，故此时电动机功率最大值Pmax；Pmax==79.72kwPmin=式中P—电动机的轴功率，kWw0—输送机的总牵引力，Nv—刮板链牵引速度，m/s—传动装置的效率，=0.85等效功率Pd==90.62kW考虑20％的备用功率，取电动机备用系数k=1.2，则P=kPd=1.290.62=108.44kW由计算可知电动机的功率满足要求。刮板链强度的计算经计算强度满足要求根据以上选型计算，SGB—630/180型刮板输送机符合要求。2.2转载机及破碎机的选型设计根据经验得出，一般与刮板输送机配套使用，其设备型号及技术参数列表如下：表1-2转载机主要技术特征表型号长度(m)输送量(t/h)链速(m/s)中部槽内宽(mm)电机功率(kW)SZB730/40254000.85473040表1-3破碎机主要技术特征表型号（mm）（mm）破碎主轴转速(rpm)电机转速(rpm)电机功率(kW)PCM110700×700≤30047014751102.3可伸缩带式输送机选型设计设计原始资料带速v=2.0m/s，输送能力A=207.9t/h；原煤松散密度ρ=0.95kg/m3；最大粒度a=300mm；运输顺槽长度672m，近水平；倾角δ=0°SSJ800/2×75型可伸缩带式输送机输送长度L=700m,输送量Q=400/h，提升高度H=0m带宽B=800mm，输送机能力与胶带宽度的计算Q=t/h＞400t/h满足要求式中：B——胶带宽度，m,B=1mk——货载断面系数，查教材《矿山运输与提升设备》表2—3取k=458；——货载集散密度，ρ=0.95t/m3。C——输送机倾角系数，查教材《矿山运输与提升设备》表2—5取C=1带宽的确定=0.488m=488mm≤800mm式中A—输送量，t/hv—带速，m/sρ—物料散集密度，t/m3k—断面系数，查《矿山运输与提升设备》P63取458C—输送机倾角系数，近水平，取1根据块度校验带宽，由于是原煤，未过筛，其根据B≥2amax+200校验B≥2amax+200=2×300+200=800mmB=800mm得结论：满足(最大粒度a=300mm)运行阻力与张力计算重段运行阻力Wzh=g(q+qd+)Lωcos-g(q+qd)Lsin空段运行阻力Wk=g(qd+)Lcos+gqdLsin式中q—每米胶带上的货载质量，kg/mq=qd—每米胶带自身质量kg/m，所选的强力帆布胶带按下式计算qd=1.1B()=1.1×0.8×(2×6+3+1)=14.08kg/m1.1—胶带的平均密度，t/m3B—胶带带宽,m—一层帆布的厚，=2mm—胶带上保护层的厚度，=3mm—胶带下保护层的厚度，=1mmi—胶带的帆布层数，12层、—折算到每米长度的上、下托辊转动部分的质量，kg/m、—上下托辊转动部分的质量，=14kg=12kg、—上下托辊间距，=1m=3m、—槽型、平行托辊阻力系数，=0.02m=0.018m以上参数查《矿山运输与提升设备》P64、P65表2-6和表2-7可得；带入数字Wzh=10×(55.56+14.08+14)×700×0.02×1-0=11709.6NWk=10×(14.08+4)×700×0.018×1=2278.08N胶带张力计算，系统布置见插图1-2图1-2S2=S1S3=1.06S2S4=S3S5=1.06S4S6=S5S7=1.06S6S8=S7S9=1.06S8S10=S9+WkS11=1.06S10S12=S11+WzhS13=1.06S12S14=S13所以S14=1.066S1+1.062Wk+1.06Wzh又S14=式中—摩擦力备用系数，=1.2μ—胶带与滚筒表面间的摩擦系数，查《矿山运输与提升设备》P66表2-8驱动滚筒采用铸胶得μ=0.3α—胶带绕传动滚筒围包角,查《矿山运输与提升设备》P66表2-8计算得：S1=10254.7NS14=29482.3N胶带悬垂度验算为为使带式输送机运转平稳，胶带在两组托辊间悬垂度不应过大，以免产生冲击和撒料；重段胶带的最小张力点S11=20817.1N重段允许的最小张力Sminzh=5(q+qd)=5×(55.56+14.08)×1×10×1=3482N因为Sminzh<S11，故悬垂度满足要求。胶带强度的验算胶带允许承受的最大张力Smax式中—一层帆布每厘米的拉断力，N/cmn—胶带允许的安全系数，n=11可知Smax>S14，所以胶带强度满足要求。牵引力与功率计算驱动滚筒的牵引力W0=S14-S1+0.04(S14+S1)=16137.9N电动机功率式中k—功率备用系数，k=1.15v—胶带运行速度，v=2.5m/s—减速器的机械效率，=0.85所以电动机功率满足要求。经计算可知选用SSJ800/2×75型可伸缩带式输送机，电动机功率P0=2×75kW满足设计要求。2.4大巷带式输送机选型2.4.14号煤一采区胶带巷第一条带式输送机选型一、设计依据输送机长L=335m，原煤松散密度ρ=0.95t/m3输送量Q=400t/h最大粒度a=300mm倾角δ=0°STD-800型输送机，长度为335m提升高度H=0m带宽B=800mm，带速v=2.0m/s，系统布置见插图1—3。图1—34号煤一采区胶带巷第一条带式输送机系统布置示意图二、输送能力与胶带宽度计算Q=t/h＞400t/h满足要求式中：B——胶带宽度，m,B=1mk——货载断面系数，查教材《矿山运输与提升设备》表2—3取k=458；——货载集散密度，ρ=0.95t/m3。C——输送机倾角系数，查教材《矿山运输与提升设备》表2—5取C=1带宽的确定=0.678m=678mm≤800mm式中A—输送量，t/hv—带速，m/sρ—物料散集密度，t/m3k—断面系数，查《矿山运输与提升设备》P63取458C—输送机倾角系数，近水平，取1根据块度校验带宽，由于是原煤，未过筛，其根据B≥2amax+200校验B≥2amax+200=2×300+200=800mmB=800mm得结论：满足(最大粒度a=300mm)三、运行阻力与张力计算重段运行阻力Wzh=g(q+qd+)Lωcos-g(q+qd)Lsin空段运行阻力Wk=g(qd+)Lcos+gqdLsin式中q—每米胶带上的货载质量，kg/mq=qd—每米胶带自身质量kg/m，所选的强力帆布胶带按下式计算qd=1.1B()=1.1×0.8×(1.25×6+3+1)=10.1kg/m1.1—胶带的平均密度，t/m3B—胶带带宽,m—一层帆布的厚，=2mm—胶带上保护层的厚度，=3mm—胶带下保护层的厚度，=1mmi—胶带的帆布层数，6层、—折算到每米长度的上、下托辊转动部分的质量，kg/m、—上下托辊转动部分的质量，=11kg=11kg、—上下托辊间距，=1.5m=2.5m、—槽型、平行托辊阻力系数，=0.04m=0.035m以上参数查《矿山运输与提升设备》P64、P65表2-6和表2-7可得；带入数字Wzh=10×(55.56+10.1+7.33)×335×0.04×1-0=9780.66NWk=10×(10.1+4.4)×335×0.035×1=1897.375N用“逐点计算法”，求胶带各点张力所以S1=1.06S2+1.06Wk+Wzh又S1=式中—摩擦力备用系数，=1.15μ—胶带与滚筒表面间的摩擦系数，查《矿山运输与提升设备》P66表2-8驱动滚筒采用铸胶得μ=0.3α—胶带绕传动滚筒围包角,查《矿山运输与提升设备》P66表2-8计算得：S1=25156.9NS2=12967.48N四、胶带悬垂度验算为为使带式输送机运转平稳，胶带在两组托辊间悬垂度不应过大，以免产生冲击和撒料；重段胶带的最小张力点S4=15376.25N重段允许的最小张力Sminzh=5(q+qd)=5×(55.56+10.1)×1.5×10×1=4924.5N因为Sminzh<S11，故悬垂度满足要求。五、胶带强度的验算胶带允许承受的最大张力Smax式中—一层帆布每厘米的拉断力，N/cmn—胶带允许的安全系数，n=9可知Smax>S14，所以胶带强度满足要求。六、牵引力与功率计算驱动滚筒的牵引力W0=S1-S2+0.04(S1+S2)=13714.41N电动机功率式中k—功率备用系数，k=1.15v—胶带运行速度，v=2m/s—减速器的机械效率，=0.85所以电动机功率满足要求。经计算可知选用STD-800型可伸缩带式输送机，电动机功率P0=40kW满足设计要求。2.4.24号煤一采区胶带巷第二条带式输送机选型一、设计依据输送机斜长L=309m，原煤松散密度ρ=0.95t/m3输送量Q=400t/h最大粒度a=300mm倾角δ=-15°选用STD-800型输送机，带宽B=800mm，带速v=2.0m/s，采用下带面液压拉紧装置。工作环境：煤矿井下系统布置见插图1—4图1—44号煤一采区胶带巷第二条带式输送机系统布置示意图二、输送能力和胶带宽度计算Q=t/h＞400t/h满足要求式中：B——胶带宽度，m,B=0.8mk——货载断面系数，查教材《矿山运输与提升设备》表2—3取k=458；——货载集散密度，ρ=0.95t/m3。C——输送机倾角系数，查教材《矿山运输与提升设备》表2—5取C=0.9带宽的确定=0.66m=660mm≤800mm式中A—输送量，t/hv—带速，m/sρ—物料散集密度，t/m3k—断面系数，查《矿山运输与提升设备》P63取458C—输送机倾角系数，近水平，取0.9根据块度校验带宽，由于是原煤，未过筛，其根据B≥2amax+200校验B≥2amax+200=2×300+200=800mmB=800mm得结论：满足(最大粒度a=300mm)三、运行阻力与张力计算重段运行阻力Wzh=g(q+qd+)Lωcos-g(q+qd)Lsin空段运行阻力Wk=g(qd+)Lcos+gqdLsin式中q—每米胶带上的货载质量，kg/mq=qd—每米胶带自身质量kg/m，所选的强力帆布胶带按下式计算qd=1.1B()=1.1×0.8×(2×6+3+1)=14.08kg/m1.1—胶带的平均密度，t/m3B—胶带带宽,m—一层帆布的厚，=2mm—胶带上保护层的厚度，=3mm—胶带下保护层的厚度，=1mmi—胶带的帆布层数，6层、—折算到每米长度的上、下托辊转动部分的质量，kg/m、—上下托辊转动部分的质量，=11kg=11kg、—上下托辊间距，=1.5m=2.5m、—槽型、平行托辊阻力系数，=0.04m=0.035m以上参数查《矿山运输与提升设备》P64、P65表2-6和表2-7可得；带入数字Wzh=26029.13NWk=-7015.61N用“逐点计算法”，求胶带各点张力所以S4=1.06S1+1.06Wk+Wzh又S4=式中—摩擦力备用系数，=1.15μ—胶带与滚筒表面间的摩擦系数，查《矿山运输与提升设备》P66表2-8驱动滚筒采用铸胶得μ=0.3α—胶带绕传动滚筒围包角,查《矿山运输与提升设备》P66表2-8计算得：S1=20814NS4=40379.46N四、胶带悬垂度验算为为使带式输送机运转平稳，胶带在两组托辊间悬垂度不应过大，以免产生冲击和撒料；重段胶带的最小张力点S3=14350.33N重段允许的最小张力Sminzh=5(q+qd)=5×(55.56+10.1)×1.5×10×=4758.5N因为Sminzh<S3，故悬垂度满足要求。五、胶带强度的验算胶带允许承受的最大张力Smax式中—一层帆布每厘米的拉断力，N/cmn—胶带允许的安全系数，n=11可知Smax>S4，所以胶带强度满足要求。六、牵引力与功率计算驱动滚筒的牵引力W0=S4-S1+0.04(S4+S1)=22013.198N电动机功率式中k—功率备用系数，k=1.15v—胶带运行速度，v=2m/s—减速器的机械效率，=0.85所以电动机功率满足要求。经计算可知选用STD-800型可伸缩带式输送机，电动机功率P0=110kW满足设计要求。2.5集中运输巷带式输送机选型+890水平胶带大巷带式输送机一、原始数据：原煤粒度小于300mm，散状密度0.95t/m3,输送量600t/h，带式输送机安装角度δ=0°，输送机长L=1250m，提升高H=0m，带宽B=1000mm，带速v=2.0m/s，采用尾部液压拉紧装置。上托辊间距a0=1.2m，下托辊间距au=3m，托辊槽角35°，托辊直径108mm，导料槽长度3m。系统布置见插图1—5。图1—5+890水平胶带大巷带式输送机系统布置示意图二、输送机能力与胶带宽度计算Q=t/h＞600t/h满足要求式中：B——胶带宽度，m,B=1mk——货载断面系数，查教材《矿山运输与提升设备》表2—3取k=458；——货载集散密度，ρ=1t/m3。C——输送机倾角系数，查教材《矿山运输与提升设备》表2—5取C=1带宽的确定=0.809m=809mm≤1000mm式中A—输送量，t/hv—带速，m/sρ—物料散集密度，t/m3k—断面系数，查《矿山运输与提升设备》P63取458C—输送机倾角系数，近水平，取1根据块度校验带宽，由于是原煤，未过筛，其根据B≥2amax+200校验B≥2amax+200=2×300+200=800mmB=1000mm得结论：满足(最大粒度a=300mm)三、运行阻力与张力计算重段运行阻力Wzh=g(q+qd+)Lωcos-g(q+qd)Lsin空段运行阻力Wk=g(qd+)Lcos+gqdLsin式中q—每米胶带上的货载质量，kg/mq=qd—每米胶带自身质量kg/m，所选的强力帆布胶带按下式计算qd=1.1B()=1.1×1×(2×6+3+1)=17.6kg/m1.1—胶带的平均密度，t/m3B—胶带带宽,m—一层帆布的厚，=2mm—胶带上保护层的厚度，=3mm—胶带下保护层的厚度，=1mmi—胶带的帆布层数，6层、—折算到每米长度的上、下托辊转动部分的质量，kg/m、—上下托辊转动部分的质量，=17kg=15kg、—上下托辊间距，=1.5m=2.5m、—槽型、平行托辊阻力系数，=0.04m=0.035m以上参数查《矿山运输与提升设备》P64、P65表2-6和表2-7可得；带入数字Wzh=10×(83.33+17.6+11.33)×1250×0.04×1-0=37781.25NWk=10×(17.6+6)×1250×0.035×1=4537.5N用“逐点计算法”，求胶带各点张力所以S1=1.06S2+1.06Wk+Wzh又S1=式中—摩擦力备用系数，=1.15μ—胶带与滚筒表面间的摩擦系数，查《矿山运输与提升设备》P66表2-8驱动滚筒采用铸胶得μ=0.3α—胶带绕传动滚筒围包角,查《矿山运输与提升设备》P66表2-8计算得：S1=51611.65NS2=17222.5N四、胶带悬垂度验算为为使带式输送机运转平稳，胶带在两组托辊间悬垂度不应过大，以免产生冲击和撒料；重段胶带的最小张力点S4=23830.4N重段允许的最小张力Sminzh=5(q+qd)=5×(55.56+10.1)×1.5×10×1=4924.5N因为Sminzh<S4，故悬垂度满足要求。五、胶带强度的验算胶带允许承受的最大张力Smax式中—一层帆布每厘米的拉断力，N/cmn—胶带允许的安全系数，n=11可知Smax>S1，所以胶带强度满足要求。六、牵引力与功率计算驱动滚筒的牵引力W0=S1-S2+0.04(S1+S2)=37142.516N电动机功率式中k—功率备用系数，k=1.15v—胶带运行速度，v=2m/s—减速器的机械效率，=0.85所以电动机功率满足要求。经计算可知选用STD-800型可伸缩带式输送机，电动机功率P0=185kW满足设计要求。2.6主井提升设备的选型计算设计依据矿井年产量：1.2Mt/a；工作制度：330d×16h；带式输送机斜长：294m；带式输送机倾角：7-17°；选用STJ-1000型输送机，实体煤容重：1.51t/m3；胶带速度：2m/s；输送能力：600t/h；工作环境：温度、湿度适中，灰尘较多，机头部分处于室内，张紧形式：重锺张紧；带式输送机布置形式及力学简图见图1—6图1-6输送机输送能力和宽度的计算初选带宽B=1000mm,则：Q=t/h＞600t/h满足要求式中：B——胶带宽度，m,B=1mk——货载断面系数，查教材《矿山运输与提升设备》表2——3取k=458；——原煤松散密度，ρ=900kg/m3。C——输送机倾角系数，查教材《矿山运输与提升设备》表2——5取C=0.9带宽的确定=0.875m=875mm≤1000mm式中：A—输送量，t/hv—带速，m/sρ—物料散集密度，t/m3k—断面系数，查《矿山运输与提升设备》P63取458C—输送机倾角系数，近水平，取0.9根据块度校验带宽，由于是原煤，未过筛，其根据B≥2amax+200校验B≥2amax+200=2×300+200=800mmB=1000mm得结论：满足(最大粒度a=300mm)运行阻力与张力计算重段运行阻力Wzh=g(q+qd+)Lωcos-g(q+qd)Lsin空段运行阻力Wk=g(qd+)Lcos+gqdLsin式中q—每米胶带上的货载质量，kg/mq=qd—每米胶带自身质量kg/m，所选的强力帆布胶带按下式计算qd=1.1B()=1.1×1×(2×6+3+1)=17.6kg/m1.1—胶带的平均密度，t/m3B—胶带带宽,m—一层帆布的厚，=2mm—胶带上保护层的厚度，=3mm—胶带下保护层的厚度，=1mmi—胶带的帆布层数，6层、—折算到每米长度的上、下托辊转动部分的质量，kg/m、—上下托辊转动部分的质量，=17kg=15kg、—上下托辊间距，=1.5m=2.5m、—槽型、平行托辊阻力系数，=0.04m=0.035m以上参数查《矿山运输与提升设备》P64、P65表2-6和表2-7可得；带入数字Wzh=30588NWk=-6125.78N用“逐点计算法”，求胶带各点张力所以S1=1.06S2+1.06Wk+Wzh又S1=式中:—摩擦力备用系数，=1.15μ—胶带与滚筒表面间的摩擦系数，查《矿山运输与提升设备》P66表2-8驱动滚筒采用铸胶得μ=0.3α—胶带绕传动滚筒围包角,查《矿山运输与提升设备》P66表2-8计算得：S1=5166.13NS2=28074.81N胶带悬垂度验算为为使带式输送机运转平稳，胶带在两组托辊间悬垂度不应过大，以免产生冲击和撒料；重段胶带的最小张力点S4=21106.99N重段允许的最小张力Sminzh=5(q+qd)=5×(83.33+17.6)×1.5×10×cos(10)=7569.75N因为Sminzh<S4，故悬垂度满足要求。胶带强度的验算胶带允许承受的最大张力Smax式中:—一层帆布每厘米的拉断力，N/cmn—胶带允许的安全系数，n=11可知Smax>S1，所以胶带强度满足要求。牵引力与功率计算驱动滚筒的牵引力W0=S1-S2+0.04(S1+S2)=26779.92N电动机功率式中:k—功率备用系数，k=1.15v—胶带运行速度，v=2m/s—减速器的机械效率，=0.85所以电动机功率满足要求。经计算可知选用STJ-1000型可伸缩带式输送机，电动机功率P0=110kW满足设计要求。第3章通风设备的选型设计本矿井为低瓦斯矿井，矿井采用中央并列通风系统，机械抽出式通风方式，该风机同时向4号煤10号煤提供风量。回风斜井通风设备选型如下：3.1设计依据回风斜井井口标高：+940.870m主斜井井口标高：+892.805m副斜井井口标高：+947.933m矿井通风量：Q＝130m3/s；通风容易时期负压：hkmin＝718.83Pa；通风困难时期负压：hkmax＝1707.6Pa。通风机服务年限10.7年。3.2通风机设备选型方案选择根据矿井规模及通风参数，设计就目前国内流行的、能够满足本矿井通风需要的GAF、KZS及FBCDZ矿井轴流通风机进行了定性的技术与经济分析，认为：本矿井选用FBCDZ型防爆对旋轴流通风机，较为适宜。国内有多个风机厂生产，该型风机为90年代中期开发出的新产品，已在国内多个矿井应用，尤其在中、小型矿井更是得到广泛的推广，FBCDZ型风机最大的优点是风机可露天布置，不需建风机房，节省大量的土建费用；且风机安装于轨道上，无基础，安装简便，可缩短施工安装工期。选型计算（1）确定风机所需风量和风压：风量：Qf＝1.05×130＝136.5m3/s式中：KL——通风设备的漏风系数，取1.05。容易时期负压：Hmin＝718.83＋300＝1018.83Pa困难时期负压：Hmax＝1707.6＋300＝2007.6Pa式中：——通风设备阻力损失，取300Pa；hkmin——通风容易时期负压，hmin＝718.83Pa；hkmax——通风困难时期负压，hmax＝1707.6Pa。海拔修正系数：ρ0/ρ=1.2/(1.2258×(1-0.02257H)4.256)=1.08Q0=Q=136.5m³/s容易时期：Hmin0=（ρ0/ρ）Hmin=1100.3Pa困难时期：Hmax0=（ρ0/ρ）Hmax=2168.2Pa（2）风机及电动机选择根据前述计算求得的风机所需风量及负压，可选择FBCDZ54-8-№26（n=740r/min）型矿用防爆对旋轴流式通风机两台，来满足矿井通风容易及困难时期矿井通风的需要，两台风机，一台工作，一台备用，通风机配套YBF400L-8，8极，10kV，2×280kW隔爆电动机。风机工况点的确定矿井通风网络阻力系数：Rmin＝Hmin/Qf2＝1100.3/136.52＝0.059；Rmax＝Hmax/Qf2＝2168.2/136.52＝0.116；矿井在容易时期和困难时期通风网络特性曲线方程分别为：Hmin＝RminQ2；Hmax＝RmaxQ2。将网路特性曲线方程置于风机性能曲线上，其交点即所求工况点(见图2—1)。图2—1通风机性能曲线图表2—1风机运行工况点参数风量(m3/s）负压(Pa)效率(%)轴功率(kW)叶片角（度）年平均电耗（kW.h）备注容易时期144.5124073300.542/304975893困难时期142235084486.445/33（3）电动机功率计算通风容易时期：通风困难时期：式中：K——电动机容量系数，取1.3；ηc—电动机与通风机之间传动效率，取0.98。选用YBF400L-8型防爆电动机，功率为280kW×2，转速n=740r/min，符合要求。（4）年平均通风电耗计算平均年电耗：4975893Wh式中：——电动机效率，取0.93；——电网效率，取0.95；——变压器效率，取0.8。（5）吨煤通风电耗Wd式中：An——矿井年产量0.9Mt/a。第4章采区供电系统设计4.1原始资料矿井概况：矿井生产能力为0.9Mt/a。矿井年工作日为330d，每天三班作业，一班准备。4号煤层厚度为0-2.70m，平均1.03m，，煤层中有0～2层夹矸。煤层顶板为砂质泥岩、泥岩、粉砂岩，底板为砂质泥岩、泥岩及粉砂岩，4号煤层属于低瓦斯煤层，煤尘具有爆炸性，煤层为自燃煤层，地温正常。采煤方法:矿井采煤方法应根据煤层埋深、煤层赋存状况、煤层厚度及硬度、煤层结构、顶、底板条件、煤质条件及矿井生产能力等因素综合确定。4号、10号煤层设计采用长壁采煤法。采区巷道布置：结合矿井开拓部署，采区巷道数目、层位及布置方式的确定原则，10号煤的+890水平开拓大巷即为采区巷道，在大巷北侧即4号无煤区的下部直接布置工作面进行回采，可大量减少掘进巷道工程量和简化井下生产环节。0401采区巷道沿煤层倾斜布置，在ZK4-7钻孔附近通过暗斜井与+890水平大巷相连，构成4号煤生产系统。0401采区巷沿煤层倾斜在4号煤一采区的南侧东西向布置。带式输送机巷沿4号煤层底板布置，轨道运输大巷沿4号煤层底板布置，回风大巷沿4号煤层顶板布置。运煤系统：回采工作面(可弯曲刮板输送机)→4号煤工作面运输顺槽(转载机-破碎机-带式输送机)→4号煤运输大巷(带式输送机)→4号煤煤仓→4号煤集中运输巷(带式输送机)→主斜井。运料系统：副斜井→集中轨道巷→各煤层轨道大巷→各煤层工作面回风顺槽→回采工作面。通风系统：新鲜风流:主、副斜井和行人斜井→集中运输、轨道和行人巷→各煤层运输、轨道大巷→工作面运输顺槽→回采工作面。污风:回采工作面→工作面回风顺槽→各煤层回风大巷→各煤层集中回风巷→回风立井。7．采掘设备列表4号煤层回采工作面机械设备配备表序号设备名称设备型号功率kW电压kV数量（台）使用备用1采煤机MG100/240-BW240114012可弯曲刮板输送机SGB630/180180660/114013转载机SZB730/4040114014破碎机PCM110110660/114015可伸缩带式输送机SSJ800/750×2140660/114026液压支架ZY3200-7.5/16100207端头支架PDZ448乳化液泵站WRB200/31.5125660/114019喷雾泵站WPZ320/6.345660/1140110单体液压支柱DZ-25-25/001202411顶梁L=2600501512小水泵KWQB12.5-75/3-5.55.5380/6602113回柱绞车JH-20A22380/6602214注水钻ZDY-80022380/660115探水钻ZDY-80022380/6602216无极绳牵引车SQ-90D132380/6601117煤层注水泵5BD-2.5/455.5380/6601118阻化剂喷射泵WJ-242.2660118．电源在4号煤层一采区大巷中部设采区变电所，两回10kV电源引自中央变电所10kV不同母线段，区变电所10kV及0.69kV母线采用单母线分段接线方式。4号煤层一采区采区变电所10kV高压设备选用BGP9L-10型矿用隔爆型高压真空配电装置，660V低压设备选用KBZ型矿用隔爆型智能化真空馈电开关(带选择性漏电保护)，主变压器选用1台KBSG-500/10，10/0.69kV，500kVA矿用隔爆型干式变压器。4号煤层一采区采变电所局部通风机专用变压器选用1台KBSG-200/10，10/0.69kV，200kVA矿用隔爆型干式变压器，作为全矿井掘进工作面局部通风机用电的主电源，备用电源取自中央变电所主变压器低压侧。低压侧设KBZ型矿用隔爆型智能真空馈电开关。4.2采区变电所位置确定采区变电所位置确定采区变电所按以下原则确定：(1)变电所尽量接近负荷中心，保证与距离最远、容量最大的用电设备之间的电压损失在允许范围之内。(2)应尽量少设变电所，并减少变电所的迁移次数。在保证电压损失不超出允许范围条件下，一个采区最好只设一个采区变电所对全采区供电。(3)通风良好，进出线及设备运输方便。(4)顶、底板稳定并避免淋水。根据上述原则，4#煤采区变电所设在4号煤层皮带大巷与回风大巷之间的联络巷内。移动变电站位置确定分别在综采工作面运输顺槽、综掘工作面设置移动变电站。运输顺槽移动变电站位于距离工作面150m处；综掘工作面移动变电站位于距离工作面200m处。工作面配电点位置确定运输顺槽配电点距离综采工作面70m，回风顺槽配电点距离综采工作面50m，掘进工作面配电点距离掘进工作面100m。4.3采区供电系统拟定根据《煤矿安全规程》规定，向采区变电所供电不得少于2回路、局部通风机必须“三专”供电的要求，所内10kV母线均采用单母线分段接线形式。040101回采工作面选用KBSGZY-1000/1010/1.2kV1000kVA矿用隔爆移变1台；040101运输顺槽选用KBSGZY-500/1010/0.69kV500kVA矿用隔爆移变1台；040102顺槽综掘工作面低压设备选用KBSGZY-500/1010/0.69kV500kVA矿用隔爆移变1台；掘进工作面掘进机各选用KBSGZY-400/1010/1.2kV400kVA矿用隔爆移变1台；井底运输选用KBSGZY-500/1010/0.69kV500kVA矿用隔爆移变1台。移动变电站用电缆选用MYPTJ-8.7/10矿用移动屏蔽监视型电缆。变电所供移动变电站的高压馈电线上装设有选择性的动作于跳闸的单相接地保护装置。采区内固定照明电压127V由660/127V照明变压器综合装置供给。4.4采区主变压器选择主变压型号选择固定变压器选择矿用隔爆型干式变压器；移动变电站选择矿用隔爆移动变电站。一次侧额定电压为10kV；移动变电站二次侧额定电压为1.2kV；固定变压器二次侧额定电压为0.69Kv一、主变压器容量选择计算公式如下：(1)式中：组间同时系数Ks，1个工作面取1，2个取0.9，3个及以上取0.85成组计算负荷Pca=KdeΣPN(2)成组额定负荷之和∑PN=P1N+P2N+P3N+┅PiN(3)需用系数Kde，查需用系数表7-4加权功率因数COSΦTwm,查表7-4(4)向综采工作面供电的移动变电站容量选择①∑PN=180+110+240+125+45=700kW(5)②Kde=0.4+0.6×Pm/∑PN=0.4+0.6×240/700=0.61(6)③查教材表7-4选取cosΦ=0.7④(7)⑤查教材表7-2，选取STN=1000kVA向运输顺槽660V设备供电的移动变电站容量选择①∑PN=40+5.5+2.2+22+22+5.5+22=119.2kW②Kde=0.4+0.6×Pm/∑PN=0.4+0.6×40/119.2=0.60③查教材表7-4选取cosΦ=0.7④⑤查教材表7-2，选取STN=500kVA向运输大巷胶带供电的固定变压器容量选择运输机成组负荷计算∑PN=30+110+150=290kW查取Kde=0.7，教材表7-4,运输机与回采工作面cosΦ均为0.7,故加权平均值还为0.7。查教材表7-1，选取STN=400kV4.5低压电缆选择低压电缆型号、芯数和长度确定1.电缆型号的确定电缆的型号主要依据其电压等级、用途和敷设场所等条件来决定。煤矿井下所选电缆的型号必须符合《煤矿安全规程》的有关规定。按下列原则确定：(1)支线一律采用教材表7-5所列阻燃橡套电缆。1140V设备及采掘工作面的660V移动设备，选用MYP系列的分相屏蔽阻燃橡套电缆；移动式和手持式电气设备，应使用专用的橡套电缆。(2)固定敷设的干线应采用铠装或非铠装聚氯乙烯绝缘电缆；对于半固定敷设的干线电缆，为了移动方便一般选用阻燃橡套电缆。选择结果见表12.电缆芯线数确定(1)干线用的铠装电缆选三芯电缆，非铠装电缆选用四芯电缆，因此干线全部采用4芯。(2)支线用电缆就地控制时，一般采用四芯电缆，因此除采掘工作面以外的设备全部选择4芯；远方控制和联锁控制时，应根据控制要求增加控制芯线的根数。注意电缆中的接地芯线，除用作监测接地回路外，不得兼作其他用途，因此采煤机、掘进机、刮板机选择7芯。3.电缆长度确定就地控制的支线电缆长度，一般取5m~10m。其它电缆因吊挂敷设时会出现弯曲，所以电缆的实际长度L应按式计算。Ｌ＝ＫｍＬｍ(18)式中Lｍ——电缆敷设路径的长度，m；Kｍ——电缆弯曲系数，橡套电缆取1.1，铠装电缆取1.05。为了便于安装维护和便于设备移动，确定电缆长度时还应考虑以下两点：移动设备的电缆，须增加机头部分活动长度3m~5m余量。当电缆有中间接头时，应在电缆两端头处各增加3m余量。选择低压电缆长度结果如表1所示。表3-1地点电缆名称型号芯数长度（m）综采工作面采煤机电缆MCPTJ5(150+150)×1.1+10=340m刮板机电缆MYP7机头150×1.1+10=175m机尾(150+150)*1.1+10=340m破碎机电缆MYP4(150-25)×1.1+10=150m可伸缩带式输送机MYP4(63+34)×1.1+10=120m乳化液泵电缆MYP410m喷雾泵电缆MYP410m低压干线电缆MYP410m综采工作面运输顺槽转载机电缆MYP4(150-25)×1.1+10=150m阻化剂喷射泵MYP450×1.1=55m小水泵电缆MYP450×1.1=55m回柱绞车电缆MYP450×1.1=55m注水泵电缆MYP450×1.1=55m注水钻电缆MYP450×1.1=55m煤层注水泵MYP450×1.1=55m低压干线MYP410m运输顺槽第一条胶带电缆MYP4335×1.1+10=380m第二条胶带电缆MYP4309×1.1+10=350m低压干线电缆MYP410m低压电缆主芯线截面的确定低压电缆主芯线截面必须满足以下选择原则：正常工作时，电缆芯线的实际温度应不超过电缆的长时允许温度，所以应保证流过电缆的最大长时工作电流不得超过其允许持续电流。正常工作时，应保证供电网所有电动机的端电压在95％~105％的额定电压范围内，个别特别远的电动机端电压允许偏移8％~10％。距离远、功率大的电动机在重载情况下应保证能正常起动，并保证其起动器有足够的吸持电压。所选电缆截面必须满足机械强度的要求。支线电缆截面支线为单台设备供电，电流小、长度短，电流和电压损失不为主要条件，而由于截面小、强度低为主要问题，故按照机械强度选择（查教材表7-7），对于电流大的则按照允许电流IP选择。选择计算公式如下：IP≥Ica=≈Kde×0.76×∑PN/UNUN=1.14kV时，Ica≈Kde×0.67∑PNUN=0.66kV时，Ica≈Kde×1.15∑PN采煤机Kde取0.5，其他近似取1选择结果见表3-2电缆名称工作电流（A）允许电流（A）允许截面（mm2）强度截面（mm2）所选截面（mm2）采煤机电缆0.67×240=160.82157035～5070刮板机电缆0.67×90=60.31102516～3535破碎机电缆0.67×110=74851616～3535可伸缩带式输送机电缆0.67×160=1842157010～2525乳化液泵电缆0.67×125=83.751102525喷雾泵电缆0.67×45=30.15851616可伸缩带式输送机电缆0.67×160=1842157070小水泵电缆1.15×5.5=6.3253644～66回柱绞车电缆1.15×22=25.346616～2525注水泵电缆1.15×5.5=6.3253644～66探水钻电缆1.15×22=252844～66转载机电缆1.15×40=46631010～2525阻化剂喷雾泵电缆1.15×2.2=2.533644第一条胶带电缆0.67×30=20.1851610～2525第二条胶带电缆0.67×110=73.7851610～2525干线电缆截面干线如电缆不长，应先按电缆的允许持续电流初选；当干线电缆较长时，应先按正常时的允许电压损失初选；然后再按其他条件校验。按允许电流选择：IP≥Ica=式中∑PN=180+240=420kWKde=0.4+0.6×240/420=0.74，查表7-4取cosΦ=0.7。查教材表7-7取A=95mm2，其允许电流250A，符合要求；按允许电压损失选择（1）对于配电点干线按照下式选择：以采煤机与刮板机干线侧为例式中：干线电缆计算功率Pca=Kde×∑PN，干线的实际长度L=90m；额定电压UN=1.14kV；电导率γ=42.5（查表7-10）干线允许电压损失△Upms=△UP－△UT－△Ubl=114-32.5-17.8=63.7v电网允许电压损失ΔＵp＝Ｕ2NT-0.95ＵＮ=1.05UN-0.95UN=0.1UN=114v变压器实际电压损失ΔUT=√3IT（RTcosφT+XTsinφT）=√3×350.54×（0.0079×0.5+0.057×0.87）=32.5vIT——变压器的计算电流，RT——变压器的电阻，ΔPNT——变压器的负载损耗，可查教材表7-1或教材表7-2，W；XT——变压器的电抗，ZT——变压器的阻抗，US%——变压器阻抗百分数，查教材表7-2的4%。ΦT——变压器的加权平均功率因数角，查<煤矿电工手册>ST——变压器的计算容量，用式（1）求得；kV•A；UT2N——变压器二次侧额定电压（按所选变压器的技术数据），V；STN——变压器的额定容量（按所选变压器的技术数据），MVA；功率最大、线路最长的采煤机支线电压损失ΔUbl=PblLbl/(UNγblAbl)=240×252/(1.14×42.5×70)=17.8VUN——支线电缆线路所在电网的额定电压1.14kV；Lbl——支线电缆的长度252m；Abl——支线电缆的截面积70mm2；γbl——支线电缆导体的电导率，查教材表7-10，42.5m/(Ω•mm2)；Pbl——支线电缆所带负荷的计算功率值(可近似取额定功率)240kW。最终按照允许电流选择截面为95mm2。4.6高压电缆选择高压电缆型号、芯数、长度的选择依据工作电压等级、用途、敷设场所，并符合《煤矿安全规程》规定，按下列原则选择：在进风斜井、井底车场及其附近、中央变电所至采区变电所之间，可以采用铝芯电缆；其他地点必须采用铜芯电缆。在立井井筒或倾角为45°及其以上的井巷内，应采用MVV42型聚氯乙烯绝缘粗钢丝铠装聚氯乙烯护套电力电缆、MYJV42型交联聚乙烯绝缘粗钢丝铠装聚氯乙烯护套电力电缆；在水平巷道或倾角在45°以下的井巷内，应采用MVV22型聚氯乙烯绝缘钢带或MVV32型细钢丝铠装聚氯乙烯护套电力电缆、MYJV22型交联聚乙烯钢带或MYJV32型细钢丝铠装聚氯乙烯护套电力电缆；向移动变电站供电应选用MYPTJ型矿用高压双屏蔽监视橡套电缆。铠装电缆选择3芯，橡套电缆选择3芯主芯线并带监视芯线和接地芯线。高压电缆长度的确定与低压电缆选择方法相同。高压电缆截面的选择高压电缆截面必须满足下面的条件，因此可按其中一个初选，再按其他几个条件校验，选取满足全部条件的最小截面。1.按正常工作时的经济电流密度选择对于供电距离较长、年最大负荷利用小时数不小于1000h的高压电缆，因其对供电的经济性有较大影响，所以应按经济电流密度选择。由表7-13可知，本例中三班工作制（一班准备不用电）企业年最大负荷利用小时数6000～7000＞1000h，故按经济电流密度选择：按经济电流密度选择电缆截面时，应按电缆的正常工作条件选择。电缆的经济截面按式式中Ae——导线的经济截面，mm2；Ica——线路正常工作时的最大长时工作电流，A；按按下式计算：其中∑ST为所供各变压器的算容量之和，UT·1N为变压器一次侧电压=10kV，Ks为各变压器组间同时系数，此为一个工作面时取1；Ied——经济电流密度，按表3-3查取,mm2。表3-3经济电流密度A／mm2导体材料年最大负荷利用小时数／h1000～30003000～50005000以上裸铜导体和母线裸铝导体和母线裸钢导体和母线铜芯电缆铝芯电缆3.01.650.452.51.922.251.150.42.251.731.750.900.352.01.54其中各类用户的年最大负荷利用小时数可参考表3-4选取。表3-4各类用户的年最大负荷利用小时数h负荷类型室内照明及生活用电单班制企业两班制企业三班制企业2000～30001500～22003000～45006000～7000（1）综采移变进线电缆截面选择：式中:按长时运行电流选择电缆截面(1)、综采移变进线电缆截面选择：按长时允许电流27.97A，选取A=25mm2，按经济电流密度选择13.987mm2，综合考虑最终选取A=25mm23）按短路热稳定条件校验电缆截面EMBEDEquation.3式中——电缆的最小热稳定截面，mm2；——电缆首端的最大三相短路电流，A；——电缆的热稳定系数，见表3-5；——短路电流的假象作用时间，，s。其中ts为实际短路时间，当继电保护装置瞬时动作时，对快速或中速动作的断路器，取；对低速动作的断路器取。当继电保护有动作时限时，在上述时间的基础上再加上继电保护的动作时间即可。表3-5电缆的热稳定系数C值芯线材料铝铜短路最高允许温度℃芯线绝缘材料120150175200120150175200230聚乙烯6395橡胶7587-100100120145-交联聚乙烯5370-8780100141注：1、10kv及以下橡套电缆短路时的最高允许温度为200℃。电缆线路中间有压接接头时，最高允许温度为150℃，锡焊接头为120℃。短路电流计算:如图所示采区变电所母线前电源系统的电抗为采区变电所至1#移动变电站高压电缆的阻抗为1#移动变电站变压器的阻抗为（由以上计算得知）短路回路的总阻抗S1点的最大三相短路电流为由上述所得综采1#移变进线高压电缆短路热稳定条件校验电缆截面(4)按电压损失校验电缆截面(应分别校验正常和故障状态下电缆损失是否满足允许电压损失的要求)采用查表法即线路允许电压损失因为所以该高压电缆满足要求4.7高低压开关选择与保护装置的整定计算采区高低压电器型号的选择(1)按采区的工作环境选择：高、低压控制开关一律采用矿用隔爆型。采区严禁选用带油电气设备。(2)按工作机械对控制的要求选择：①控制高压设备（变压器、高压电动机）一般选择矿用隔爆高压真空配电箱。②低压供电线路总开关和分路开关，一般选用矿用隔爆真空自动馈电开关；对于高产高效综采工作面移动变电站的低压可选择动力中心；③40kW及以上电动机的控制设备，应使用真空电磁启动器。对需要远方控制、联锁控制的机械，如采煤机、运输机等，一般选用隔爆真空电磁启动器；对高产高效综采工作面选用隔爆组合开关；④对需要经常正、反转运行的机械，如调度绞车等，一般选用可逆型电磁启动器；⑤对于127v的照明、信号、煤电钻设备选择含有干式变压器及其一二次侧开关和保护的照明或煤电钻综合保护装置；⑥当电缆长度不够或电路需要有分支时，应选择电缆插销、电缆连接器或电缆接线盒。 常用井下高低压开关型号及参数见教科书<<实习指导书>>表3-28、3-30、3-31。以向采煤机与刮板机供电系统中的开关选择为例，根据上述选择原则，确定选择开关型号见向刮板机供电系统开关选择一栏表。 采区高低压电气设备参数选择 1.按照工作电压及工作电流选择电气设备的额定参数 根据额定值≥实际工作值的原则选择如下 1）选择开关的额定电压 低压开关的额定电压应不小于电网的额定电压，按开关的额定电压： UN≥UNW式中UN——开关的额定电压，V，UNW——所接电网的额定电压，也为所控设备额定电压，V。 2）选择开关的额定电流额定电流应不小于所控设备的最大负荷电流 按下式确定开关的额定电流：IN≥Ica式中IN——开关的额定电流，A，Ica——所控设备的最大长时工作电流，A。 此外，低压开关的额定分断电流应不小于通过它的最大三相短路电流。 低压开关的接线喇叭口数目要满足电网电缆接线的要求，其内径要与≥电缆的外径相适应。 2.按照最大短路电流检验高低压配电开关短路参数 1）校验断流能力 高低压配电开关需校验断流能力，满足下式即为合格： INb≥Is（3）式中INb——高低压配电开关的额定分断电流，A，Is（3）——高低压配电开关出线端的三相短路电流，A，2）校验动、热稳定性高压配电箱还需校验动、热稳定性， ies≥ich式中ies——高压配电箱的极限通过电流峰值，A，ich——高压配电箱出线端的三相短路电流冲击值，A，用下式求得：ich=2.55Is（3）Its2·ts≥Is2·ti.式中Its——高压配电箱t秒钟的热稳定电流，A，Is——高低压配电开关出线端的三相短路电流，A，ti——短路假象作用时间，按下式计算：ti=ts+0.05，ts为短路实际作用时间为高压配电箱跳闸时间，一般为0.2s。表3-6综采1#移变电气设备