XXX煤矿机电设备选型设计

WORD格式整理版/第一章综采工作面配套设备选型1.1机械化采煤工作面类型的确定与论证XXX煤矿煤层最大厚度2.9m,煤层倾角6°,煤层截割阻抗A＝375N/mm,顶板岩性：老顶为Ⅲ级,直接顶为2类,工作面设计长度为110m,设计年产量为75万t/a。本矿煤层赋存条件较好,煤层为进水平煤层,煤层厚度适中,为2.9m,井型为中型矿井,设计能力为75万t/a,直接顶为2类中等稳定顶板,老顶为Ⅲ类顶板,周期来压强烈,要求工作面支护强度较大。根据本矿工作面条件及我国目前采煤方法的类型及设备配套情况,设计确定工作面的方法为综采一次采全高。1.2液压支架的选型影响液压支架选型的因素影响液压支架选型的因素,主要考虑煤层顶底板稳定性,煤层厚度、倾角赋存状况及瓦斯含量等情况,其中以煤层及顶、底板稳定性影响较大。本矿煤层厚度2.9m,倾角6°,煤层赋存条件较好。本矿工作面煤层直接顶为2类顶板,属中等稳定顶板,强度较高,强度指数在31～70kg/cm2之间,发育大量节理裂隙,随采随落。本矿工作面老顶为Ⅲ级顶板,周期来压强烈,对支架支护强度的要求较高。1.2.2液压支架的选型1.2.2.1架型的选择液压支架根据对顶板的支护方式和结构特点不同,可分为支撑式、掩护式、支撑掩护式三种基本型式。支撑式支架顶梁长,立柱多,且垂直支撑,工作阻力大,切顶能力强,通风断面大,后部有简单的挡矸装置,架间不撑紧,对顶板不密封,它适应于稳定或坚硬以上直接顶和周期来压明显和强烈的老顶条件。掩护式支架有宽大的掩护梁可挡住采空区冒落的矸石,它的顶梁较短,支柱少且倾斜支撑,架间密封,支架工作阻力较小,切顶能力差,但由于顶梁较短,控顶面积小,支护强度不一定小,它使用于不稳定和中等稳定直接顶条件。支撑掩护式支架兼有上述两种支架的结构特点,顶梁较长,立柱较多,呈垂直或倾角较小倾斜支撑,故工作阻力大,切顶能力强,具有掩护梁架间密封,挡矸掩护性能好,它使用于稳定以下各类顶板,有取代支撑式支架的趋势,但结构复杂,重量较大,价钱相对较高。由于本工作面的直接顶类别及老顶级别均以确定,所以可直接根据"适应不同类级顶板的架型及支护强度表"直接选择。根据表中给定的架型选择标准,确定本工作面的支架类型为支撑掩护式。虽然该支架结构复杂,成本较高,但该类型支架技术成熟,安全性高,工作性能稳定,对不同地质条件的煤层适应性强,应用广泛。1.2.2.2液压支架结构参数的确定Hmax＝hmax＋aHmin＝hmin－S2－b－C式中：Hmax——支架最大支护高度,m,Hmin——支架最小支护高度,m,hmax——煤层最大厚度,2.9mhmin——煤层最小厚度,取2.4m,a——考虑伪顶,煤皮冒落后,支架仍有可靠初撑力所需要的支撑高度的补偿量；中厚煤层取200mm,S2——顶板最大下沉量,取160mm,b——支架卸载前移时,立柱伸缩余量,煤层厚度大于1.2m时取80～100mm,本次设计取100mm,c——支架顶梁上存留的浮煤和碎矸石厚度,取100mm。则：Hmax＝2.9＋0.2＝3.1mHmin＝2.4－0.16-0.1-0.1=2.04m1.2.2.3支架支护强度的确定1、根据经验公式估算：q＝K·H·R式中：q——支架支护强度,t/m2,K——作用于支架上的顶板岩石厚度系数,我国取6～8,设计取8,H——最大采高,2.9m,R——岩石容重,一般取2.3t/m3。则：q＝8×2.9×2.3=53.36t/m22、直接查表选取根据顶板条件及煤层厚度,直接查表可知支架支护强度为：72t/m2据以上计算及查表选取,确定支架支护强度为72t/m2。1.2.2.4选择液压支架型号根据支架结构参数及支护强度,设计选取支架型号为ZY—35型。该支架技术参数如下：支架初撑力：188.4吨力〔1884kN,支架工作阻力：400吨力〔4000kN,底板比压：18.6公斤力/厘米2〔1.86MPa,泵站工作压力：200公斤力/厘米2<20MPa,支护强度：73吨力/米2<0.73MPa。1.3单体液压支柱工作高度,支护强度及型式的选择1.3.1支柱最大工作高度Hmax及最小工作高度Hmin的计算Hmax＝hmax－cHmin＝hmin－s－c－a式中:Hmax——支柱最大工作高度,m,Hmin——支柱最小工作高度,m,hmax,hmin——煤层最大最小采高,分别为2.9m,2.4m,c——顶梁高度,96mm,s——最大控顶距处顶板顶板下沉量,160mm,a——支柱卸载高度,80mm。则：Hmax＝2.9－0.096=2.804〔mHmin＝2.4－0.16－0.096－0.08=2.064〔m1.3.2单体液压支柱的工作阻力及支护密度单体液压支柱的工作阻力选取DZ-25型,即工作阻力为25kN。单体液压支柱的支护密度确定如下：由于工作面最大采高为2.9m,选型时按照3m采高进行选取支护强度为：1.6×35=56<吨/米2>即0.56MPa。支护密度：56÷25=2.24〔根/m21.3.3单体液压支柱型式及铰接顶梁的选择单体液压支柱的型式分为内注式及外注式。根据内注式和外注式的使用条件,本设计选用外注式单体液压支柱。外注式单体液压支柱重量相对较小,制造成本低,伸缩比大,适用于中厚煤层之中。铰接顶梁的选择：根据采煤机截深,取0.6m,铰接顶梁的长度取截深的整数倍。1.4滚筒采煤机的选择1.4.1采煤机性能参数的计算与决定1.4.1.1滚筒直径的选择根据目前我国采煤机生产现状及使用情况,设计选用双滚筒采煤机。双滚筒采煤机滚筒直径应大于最大采高hmax的一半,一般可按D=〔0.52～0.6hmax选取,采高大时取小值,采高小时取大值。目前双滚筒采煤机的滚筒直径也已经系列化,所以滚筒直径的选取选取和标准直径相近的数值。D=0.52×2.9=1.508<m>根据计算,设计取1.6m。1.4.1.2截深的选择截深的选择,受煤层厚度、倾角、顶板稳定性、截割阻抗、及液压支架的推移步距影响。中厚煤层一般选取0.6m～0.8m,同时考虑到我国生产的采煤机大部分截深在0.6m左右,设计选取截深为0.6m。1.4.1.3滚筒转速及截割速度滚筒转速的选择,直接影响截煤比能耗、装载效果、粉尘大小等。转速过高,不仅煤尘产生量大,且循环煤增多,转载效率降低,截煤比能耗降低。根据实践经验,一般认为采煤机滚筒的转速应控制在30～50转/分较为适宜。设计取45转/分。滚筒直径为1.6m,转速为45转/分,则可计算出截割速度为3.768米/秒。1.4.1.4采煤机最小设计生产率采煤机最小设计生产率与采煤机有效开动率有关。虽然综合机械化开采在我国中厚煤层一次采全高工作面的应用已经成熟,机械设备的生产加工技术也比较完善,设备可靠性也大大提高,但采煤工作面煤层潜在的变数及机械设备的检修等的各种因素均影响采煤机有效开动率,我国平均水平在40％左右。设计取正常开动率为40％。采煤机最小设计生产率由下式计算：式中：Qmin——采煤机最小设计生产率,t/h,W——采煤工作面的日平均产量,750000÷300=2500〔t0.4——采煤机有效开动率。则：1.4.1.5采煤机在截割时的牵引速度及生产率采煤机截割时牵引速度的高低,直接决定采煤机的生产效率及所需电机功率,由于滚筒装煤能力,运输机生产效率,支护设备推移速度等因素的影响,采煤机在截割时的牵引速度比空调时低得多,采煤机牵引速度在零到某个值范围内变化,选择截煤机时的牵引速度,要根据下述几个方面因素,综合考虑。1、根据采煤机最小设计生产率Qmin决定的牵引速度V1,m/min式中：Qmin——采煤机最小设计生产率,260.4t/h,H——采煤机平均采高,2.65m,B——采煤机截深,0.6mγ——煤的容重,1.35t/m32、根据截齿最大切削厚度决定的牵引速度V2,采煤机截割过程中,是滚筒以一定的转速n,同时又以一定的牵引速度V2沿工作面移动,切削厚度呈月牙规律变化,如果滚筒一条截线上安装的截齿数为m,则截齿最大的切削厚度hmax在月牙中部,可用下式求出。mm上式中,m一般取3,n根据上面的计算取45转/分。一般来说,hmax应小于截齿伸出齿座长度的70％,根据国产采煤机的实际情况,取45mm。则：m/min式中：h’max——截齿在齿座上伸出长度的70％,取45mm。则：3、按液压支架的推移速度决定牵引速度V3一般讲支架的推移速度应大于采煤机的牵引速度较好,这样可保证采煤机安全生产。截割时牵引速度V应根据上述三方面情况综合分析后确定,其最大值应等于或大于V1,但应小于V2,并与V3协调,使采煤机既能满足工作面生产能力的要求,又可避免齿座或叶片参与截割,并能保证采煤机安全生产。综上所述,采煤机的牵引速度取V＝4m/min采煤机的牵引速度确定后,则采煤机的生产率Q为Q＝60·H·B·V·γt/h将上述确定的直带入公式求得采煤机的生产率为Q＝60×2.65×0.6×4×1.35＝515.16〔t/h1.4.1.6采煤机所需电机功率由于采煤机在截割和装载过程中,受到很多因素的影响,所需电机功率大小,很难用理论方法精确计算,常采用类比法或比能耗法来估算。采用比能耗法估算电机功率,是根据采煤机生产率和比能耗〔截割单位体积煤所消耗电功率试验资料来确定。如果比能耗确定适当,计算值就比较合理。本设计煤层截割阻抗为AX＝375N/mm,根据下述公式可求得采煤机截割时的比能耗HωX式中：HωX——煤层截割比能耗,kW·h/t,AX——煤层截割阻抗,375N/mm,A——基准煤截割阻抗,取190N/mm,HωB——基准煤比能耗,通过插入法计算知,当牵引速度为5.5m/min时,基准煤比能耗为0.39kW·h/t。则：由于本设计采煤机为双滚筒采煤机,所以后滚筒的截割比能耗可由下式求得。式中：K3——后滚筒工作条件系数,根据采煤机割煤方式,取0.8。则：采煤机所需电机功率为：式中：K1——功率利用系数,采煤机用一台电机驱动,取1,K2——功率水平系数,查表取0.95<牵引速度调节方式为自动调节,电机最大转矩和额定转矩的比值取2.2～2.4>则：由于国内采煤机的功率均以系列化,根据计算数值就近选取,设计选采煤机的功率为300kW。1.4.1.7采煤机牵引力根据采煤机电动机的功率,可直接查表求得采煤机的牵引力。查表：采煤机牵引力250～300kN。1.4.2初选采煤机及其配套设备根据采高,滚筒直径,截深,生产率,电机功率,牵引力及牵引速度,初步选择采煤机型号为MLS3H-340,查阅煤炭科学院等编制的采煤机械化成套设备参考资料一览表,确定选用ZC5-ZY35成套设备。但其刮板机的运输能力偏小,设计选取电机功率为320kW。且其机电设备选型大部分为国家淘汰产品,本次设计根据实际进行了适当调整。设备选型配套情况见下表1－4－1：表1－4－1ZC5－ZY35成套设备表型号规格单位数量工作面液压支架ZY-35架100采煤机MLS3H-340台1刮板输送机SGZ-764/320台1单体液压支柱DZ25根20顺槽转载机SZB730/110台1带式输送机DSP－1080/1000台1破碎机PCM－110台1乳化液泵XRB2B－80/200台2乳化液泵箱XRXTA台1喷雾泵站XPB－250/55台2液压安全绞车YAJ－13台1端头端头液压支架D1ZY－35组2单体液压支柱DZ25根40金属铰接顶梁HDJA根50电器设备移动变电站KSGZY－630/1.14台2KSGZY－315/0.69台1台1高压电缆连接器AGKB30－200/6000个8馈电开关BKD9-400/1140F台2BKD9-200/690F台2磁力启动器QJZ-2×120/1140型台1BQD10－80ZD／1140型台1BQD10－200ZND／1140型台1BQD10－200ZND／1140型台1QJZ-2×200/1140型台1QJZ-2×200/1140型台1BQD10－120ZD／1140型台1BQD10－120ZD／1140型台1BQD10－80ZND／660型台1BQD10－80ZND／660型台1BQD10－80ZND／660型台1BQD10－80ZD／660型台1煤电钻变压器综合装置BZ80－2.5台1KSGZ－4/0.66台1矿用照明灯具KBY－622×6W套50KBY－15W个50电缆UYPJ-3.6/6-3×25+3×16m2800UYP-0.38/0.66-3×35+1×10m150UYP-0.38/0.66-3×95+1×25m550UYP-0.38/0.66-3×25+1×10m300UYP-0.38/0.66-3×35+1×16m180UYP-0.66/1.14-3×70+1×16m420UCP-0.66/1.14-3×70+1×16+3×6m121YC－500/3×4＋1×4<mm2>m250YC－500/3×10＋1×6<mm2>m1000采煤机主要技术参数见表1-4-2。表1-4-2采煤机主要技术参数表型号高度〔m质量〔kg电机高度〔m减速箱高度〔m摇臂长度〔m摆角范围〔°MLS3H-3402～3.2300000.60.61.1965°～17°1.4.3初选采煤机主要技术参数的校核1.4.3.1最大采高的校核本设计最大采高hmax为2.9m,滚筒直径D为1.6m,采煤机高度A及所需底托架高度B可由下式计算：A＝hmax＋B＝hmax－式中：A——采煤机高度,mhmax——工作面最大采高,2.9mH——采煤机截割部减速箱高度,一般等于电机高度,0.6mL——摇臂长度,1.19mαmax——摇臂向上摆动最大角度60°,D——滚筒直径,1.6mS——运输机槽帮高度,0.220m则：A＝2.9＋＝1.37〔mB＝2.9－1.4.3.2最小采高的校核采煤工作面最小采高hmin应大于采煤机高度A,支架顶梁高度h1,过机高度h2,〔顶梁与采煤机机身上平面之间的距离三项之和,即采煤机与支护设备应能通过煤层变薄带,滚筒不割岩石。hmin＞A＋h1＋h2式中：h1——支架顶梁高度,0.33mh2——过机高度,不应小于0.1～0.25m,取0.15m,则：hmin＞1.37＋0.033＋0.15=1.533m工作面最小采高2.4m,选型满足最小采高的要求。1.4.3.3卧底量校核最大卧底量Kmax按下式计算：Kmax＝A－式中,βmax——摇臂向下摆动最大角度,20°Kmax＝1.6－=0.16〔m采煤机卧底量一般为90～300mm,最大卧底量为0.16m,满足要求。1.4.3.4采煤机最大截割速度的校核运输机、采煤机、液压支架在结构性能之间有相应的配套要求。运输机的生产能力一般应略大于采煤机的生产率,以便把煤及时运走,不出现堆煤现象。根据此原则,可把运输机的运输能力看成采煤机的最大生产率,此时采煤机截割的最大牵引速度为：式中：——运输机的运输能力,800t/hH——平均采高,2.65mB——采煤机截深,0.6mγ——煤的实体容重,1.35t/m3则：设计选取得截割牵引速度为4m/min,计算值大于选取值,满足要求。1.4.3.5采煤机牵引力的估算采煤机移动时必须克服的牵引阻力T为：T＝K2G＋fD〔cosα－K2＋2K3±Gsinα式中：f——摩擦系数,取平均值0.18K1——经验系数,取0.7K2——估算系数,取0.2K3——侧面导向反力对牵引阻力影响系数,导向板在采空区侧布置,煤层倾角倾角为6°,取0.402最后一项,当向上牵引时,取正号,向下牵引时,取负号。1.5采煤机、支护设备、输送机配套关系图采煤机、输送机、支护设备均已系列化,选取设备时,应根据计算参数选择相近参数的设备。本次设计根据计算选择综采成套设备ZC5－ZY35,并根据设计的实际情况进行了适当的修改。工作面设备配套关系图见附图。第二章矿山运输机械选型设计2.1回采工作面运输机械的选择设计2.1.1设计原始资料1、回采工作面生产能力Qc〔t/hQc＝60·h·b·γ·V式中：h——回采平均高度,2.65mb——滚筒截深,0.6mγ——原煤容重,1.35t/m3V——采煤机牵引速度,4m/min则：Q＝60×2.65×0.6×1.35×4=515〔t/h2、刮板输送机的铺设长度L〔m设计工作面长度为110m,刮板铺设长度为110m。3、刮板输送机的铺设倾角〔β煤层倾角为6°,刮板输送机的铺设倾角最大按6°考虑。4、物料的散碎密度〔γ物料散碎密度为0.9t/m3。2.1.2刮板输送机的验算2.1.2.1验算运输能力刮板输送机的运输能力为Q＝3.6Fγψ〔V－Vc/60式中：F——运行物料的断面积,经过SGZ764-320型刮板的运行物料断面积为0.28m2γ——物料的散碎密度,0.9t/m3V——刮板链速,1.1m/sVc——采煤机牵引速度,4m/minψ——装满系数,查表可知,当β为6°时,取0.8则：Q＝3.6×0.28×900×0.8×〔1.1－4/60=749t/h＞Qc＝515t/h所选刮板输送机适合。2.1.2.2运行阻力计算〔1重段直线段的总阻力Wzh＝〔q·ω＋q1·ω1L·g·cosβ－〔q＋q1L·g·sinβ＝118092N式中：q——中部槽单位长度货载质量,kg/mq＝Qc/3.6V＝749/3.6×1.1=189kg/m,q1——刮板链单位长度质量,18.8kg/mω——物料在溜槽中运行阻力系数,取0.7ω1——刮板链在溜槽内移行的阻力系数,取0.3L——刮板输送机的铺设长度,110mβ——刮板输送机的铺设倾角,6°。〔2空段直线段的总阻力Wk＝q1·L·g〔ω1cosβ±sinβ上述式中,"＋"、"－"的选取,该段向上运行时去"＋",向下运行时 取"－"经计算,Wk＝8331N〔3弯曲段运行阻力工作面刮板输送机在推溜时,机身产生蛇形弯曲,由此产生的附加阻力为①重段弯曲段的附加阻力Wzhw＝0.1Wzh=11809N式中：Wzhw——重段弯曲段附加阻力,N②空段弯曲段附加阻力Wkw＝0.1Wk=831N③刮板链绕经从动链轮处的阻力Wc＝〔0.05～0.07Sy＇=640N式中：Sy＇——刮板链在从动链轮处的阻力, 10665N④刮板链绕经主动链轮时的阻力Wz＝〔0.03～0.05〔Sy＋Sl＝656N式中：Sy＇——刮板链在主动链轮相遇点的张力,10665NS1——刮板链在主动链轮分离点的张力,11198N。总的牵引力W0可按下式计算W0＝1.21<Wzh＋Wk>＝1.21<118092+8331>=152971N2.1.2.3刮板链张力的计算〔1判断最小张力点的位置设计选取双机头驱动,按两端布置传动装置分析,Wk－1/2W0＜0,则1点为最小张力点。〔2用逐点计算法求各点张力通常从最小张力点开始计算。计算简图如下：S1=Smin＝6000NS2=S1＋Wzh＝6000＋118092＝124092NS3=S2－W0＝124092－152971/2＝47606.5NS4=S1+Wk=6000+8331=14331N2.1.2.4牵引力及电动机功率计算设计为机采工作面,刮板输送机的总牵引力为W0＝1.21<Wzh＋Wk>＝1.21<118092+8331>=152971NNmax＝Nmin＝Nd＝0.6考虑20％的备用功率,取电机功率备用系数为k＇＝1.2,则：N＝1.2Nd=159.24kW由计算知,所选刮板输送机的电机功率满足要求。2.1.2.5刮板链的预紧力和紧链力计算〔略刮板链的预紧力和紧链力,以保证链条与链轮的正常啮合平稳运行为宜,一般按2000～3000N考虑。2.1.2.6验算刮板链的强度刮板输送机刮板链的安全系数为n＝＝7.8式中：n——刮板链安全系数,Sd——一条链的破断力,610000N,Smax——刮板链的最大净张力,124092N,λ——双链负荷不均匀系数,取0.96。计算出的安全系数必须满足：n≥3.5经计算,n为7.8,说明链子的强度满足。2.2采区运输顺槽运输机械的选择设计2.2.1转载机的选择2.2.1.1选择原则1、转载机的运输能力要稍大于工作面刮板输送机的运输能力；2、顺槽转载机的机尾与工作面刮板输送机的连接处要配套；3、顺槽转载机的零部件与工作面的刮板输送机的零部件尽可能通用。2.2.1.2顺槽转载机的选择根据上述选择原则及工作面刮板输送机的运输能力等,选择转载机型号为：SZ B730/110型。其技术参数如下表：SZB730/110型刮板转载机的技术参数型号标准长度〔m链速〔m/s园链环〔mm输送量〔t/h中部槽规格〔mmSZB730/110251.07φ22×86-c7001500×730×2222.2.1带式输送机的选型计算设计原始资料:带式输送机的铺设长度,800m带式输送机的铺设倾角,0°顺槽设计运输生产率,Qc515t/h物料的松散密度,0.9t/m3物料中的最大块度尺寸,300mm物料堆积角,30°根据上述资料,初选顺槽带式输送机型号为：DSJ100/80/160型可伸缩带式输送机。其技术参数如下：型号运量〔t/h运距〔m带速〔m/s电机功率〔kW倾角〔°DSJ100/80/160100010002.5160±52.2.1.1带式输送机的验算1、验算带式输送机的运输能力和带宽带式输送机的运输能力用下式计算：Q＝kB2vγc=458×12×2.5×0.9×1=1030.5t/h式中：B——输送带的宽度,1mk——物料断面系数,查表取458v——输送机的带速,2.5m/sγ——物料松散密度,0.9t/m3C——倾角系数,1Q＞Qc,输送机的选择满足运输的要求。输送带的宽度验证：物料最大块度为300mm,则输送带的宽度应满足下式：B≥2×300＋200mm＝800mm设计带宽1000mm,满足运输要求。计算输送带的运行阻力<1>重段直线段的运行阻力：Wzh＝〔q＋qd＋Lgcosβ±〔q＋qdLgsinβ＝〔57＋23.1＋15.75×800×9.8×0.04×1＝26301〔N式中：Wzh——重段运行阻力,Nq——单位长度输送带上物料的重量,kg/mq＝Qc/3.6v=515/3.6·2.5=57kg/mqd——单位长度输送带的重量,查表23.1kg/mL——输送机铺设长度,700mω＇——输送带沿重段运行的阻力系数,查表取0.04——重段单位长度上分布的托辊旋转部件的质量,经计算取15.75kg/m〔2空段直线段的运行阻力Wk＝〔qd＋Lgcosβ±qdsinβ＝〔23.1＋5.36×800×9.8×0.035×1＝6833.2N式中：——空段单位长度上分布的托辊旋转部分的质量,经计算取5.36kg/m——输送带沿空段运行时的阻力系数,查表取0.035〔3曲线段运行阻力在进行张力计算时,滚筒处阻力计算如下：绕出改向滚筒的输送带张力为式中：——绕出改向滚筒的输出带张力,N——绕入改向滚筒的输送带张力,Nk——张力增大系数,传动滚筒处阻力为：Wc＝〔0.03～0.05〔Sy＋S1式中：Wc——传动滚筒处的阻力,NSy——输送带在传动滚筒相遇点的张力,NS1——输送带在传动滚筒相离点的张力,N2.2.1.3输送带的张力计算1.用逐点计算法找出了S1与S4的关系.按磨擦转动条件找出 S1S4关系:因为S2=S1+WKS3=S2+W2－3S4=S3+Wzh所以S4=S1+Wzh+WK+W2－3W2－3＝0.07S2=0.07<S1＋WK>S4=S1＋Wzh+WK+0.07<S1＋WK>＝1.07S1＋Wzh+1.07WK2.按磨擦转动条件找出 S1与S4关系:式中：C0——摩擦力备用系数,取1.2μ0——输送带与滚筒之间的摩擦因数,取0.2θ——围包角,取240°则：＝2.31即S4=2.1S1解联立方程,求得S1=32633.5NS4=68530.4NS2=39466.7NS3=42229.4N2.2.1.4输送带的悬垂度和强度验算1、垂度验算重段胶带允许最小张力为;Sminzh=5<q+qd>gcosβ=5×<57+23.1>×1.5×9.8cosβ=5877.4N空段输送带允许的最小张力:Smink=5qggcosβ=5×5.36×3×9.8×cosβ=788N2、强度验算输送带为强力帆布输送带,带强P0=960N/cm·层,设计输送带按硫化接头,7层帆布设计。〔Se〕＝2.2.1.5牵引力及电机功率计算输送机主轴牵引力为F0=S4－S1＋0.04<S4＋S1>＝68530.4－32633.5＋0.04<68530.4＋32633.5>＝39943.5N电动机功率：N＝考虑到15％的备用功率,电动机的容量为：1.15×117.5=135kW通过上述计算,说明所选带式输送机的电机容量80kW×2满足要求。2.3采区上山运输及辅助运输设计2.3.1采区上山运输设备选型设计上山长度为700m,倾角6°。设计运量大于600t/h。根据工作面运输顺槽设备选型,采区上山运输设备仍选择带式输送机。根据顺槽设备的运输能力,设计选择上山带式输送机为DX-1000/55型带式输送机。输送机带宽1000mm,带速2.5m/s。输送机计算简图如下：1、输送机能力验算：Q=3.6SVkρ=1014.00t/h＞600.00t/h满足S——输送带上最大的物料横截面积0.1127m2k-倾斜输送机横截面积折减系数1.0。2、输送带宽度验算B≥2a+200=800mm≤1000mm<最大粒度a=300mm>满足3、运行阻力计算<1>重段直线段的运行阻力：Wzh＝〔q＋qd＋Lgcosβ-〔q＋qdLgsinβ＝〔66.7＋23.1＋15.75×700×9.8×0.04×cos6°－〔66.7＋23.1×700×9.8×sin6°＝－35588〔N式中：Wzh——重段运行阻力,Nq——单位长度输送带上物料的重量,kg/mq＝Qc/3.6v=600/3.6·2.5=66.7kg/mqd——单位长度输送带的重量,查表23.1kg/mL——输送机铺设长度,700mω＇——输送带沿重段运行的阻力系数,查表取0.04——重段单位长度上分布的托辊旋转部件的质量,经计算取15.75kg/m〔2空段直线段的运行阻力Wk＝〔qd＋Lgcosβ+qdLgsinβ＝〔23.1＋5.36×700×9.8×0.035×cos6°+23.1×700×9.8×sin6°＝23360N式中：——空段单位长度上分布的托辊旋转部分的质量,经计算取5.36kg/m——输送带沿空段运行时的阻力系数,查表取0.035〔3曲线段运行阻力在进行张力计算时,滚筒处阻力计算如下：绕出改向滚筒的输送带张力为式中：——绕出改向滚筒的输出带张力,N——绕入改向滚筒的输送带张力,Nk——张力增大系数,传动滚筒处阻力为：Wc＝〔0.03～0.05〔Sy＋S1式中：Wc——传动滚筒处的阻力,NSy——输送带在传动滚筒相遇点的张力,NS1——输送带在传动滚筒相离点的张力,N4、输送带张力计算〔1依据逐点计算法,计算输送带各点张力S2=S1＋Wk＝S1＋23360S3＝1.05S2=1.05S1+24528S4=S3+Wzh＝1.05S1+24528－35588＝1.05S1-11060S5=1.05S4=1.1S1-11613〔2按摩擦传动条件并考虑摩擦力备用能力列方程式中：C0——摩擦力备用系数,取1.2μ0——输送带与滚筒之间的摩擦因数,取0.20θ——围包角,取480°则：＝5.34即S1=4.6S5解联立方程,求得S1=13157.6NS2=36517.6NS3=38343.5NS4=2755.5NS5=2893.3N5、输送带的悬垂度和强度验算〔1承载段最小张力点S4=2755.5N按悬垂度要求,承载段允许最小张力为Sminzh=5<q+qd>gcosβ=5×<66.7+23.1>×1.5×9.8cosβ=6564N因为S4小于6564N,所以输送带的悬垂度不能满足要求,为保证输送带的悬垂度要求,令S4=6564N,带入原方程中解得S1=16784.8NS2=401444.8NS3=42152NS4=6564NS5=6893.3N这就要求利用输送机的拉紧装置来保证S4点的张力不小于6554N。〔2强度验算设计输送带采用钢丝绳芯胶带,带强Gx=10000N/cm,设计输送带按硫化接头设计。〔Se〕＝6、牵引力及电机功率计算输送机主轴牵引力为F0=S1－S5＋0.05<S1＋S5>＝16784.8－6893.3＋0.05<16784.8＋6893.3>＝11075.4N电动机功率：N＝输送带所配电机功率55kW,故电机在有载运行时功率能满足要求。空载时牵引力F0k=1.05〔2qd＋＋Lcos6°×9.8＝1.05<2×23.1＋15.75＋5.36>×700×0.035×cos6°×9.8＝16876N则输送机空载运行时的电机功率为故电机在空载时,电机功率仍是满足的。2.3.2采区上山辅助运输选择采区上山辅助运输设备选用单轨吊运输。单轨吊具有以下优点：运行稳定可靠,不跑车,不掉道。爬坡能力强,最大可达到18°,设计上山坡度为6°,在其爬坡范围之内。能实现运距离连续运输,设计上山700m,如果采用一般调度绞车运输,需接力运输,增加了辅助运输的人工及机械,最少转载一次。单轨吊设备已经成套化,技术成熟,管理简单。2.4大巷电机车运输选型2.4.1设计原始资料矿井为低瓦斯矿井,分两翼开采,井下大巷采用电机车运送煤矸,主要运输大巷有两个装车站。井下四六制作业,三班生产,一班检修。生产班每班工作时间为5小时。东翼采区装车站距井底车场的距离L1=1200米,采区每班出煤量Q1=900t；西翼采区装车站距井底车场的距离L2=1200m,采区每班出煤量Q2=900t。确定矿车组及全井电机车台数。主要运输大巷平均坡度按30/00选取,拟选用2K7-600/250型架线式电机车。电机车牵引电机为两台ZQ－21型电动机,电动机长时电流Ich＝34A,电动机粘着重力Pn＝70kN,长时速度Vch＝4.69m/s。采用标准1t固定矿车。矿车轨距600mm,自重mz1=595kg,载重m1=1000kg。2.4.2列车组成计算按粘着力条件计算车组组成:式中：P——机车重量,7tG——矿车载重,1tG0——矿车自重,0.6tψ——粘着系数,0.24ω’zh——重车列车起动的阻力系数,查表取0.0135ip——轨道的平均坡度,0.003a——列车起动加速度,0.04m/s2取n＝45辆按牵引电动机温升条件计算查机车长时牵引力Fch=3240N,长时速度Vch=16.9km/h,重车运行阻力系数Wzh=0.009,等阻坡度ip=0.002,调车系数a=1.25,休止时间θ=20min。加权平均运距如下：km根据下式计算在等阻坡度上往返一次的运行时间T=tzh+tk＝T＝2=2×根据下式求相对运行时间τ＝＝将上述数据带入下式,取n＝41辆2.4.2.3按制动条件计算=式中：ψ——制动状态的粘着系数,取0.17ip——轨道的平均坡度,0.003b——制动减速度,用下式计算=Vs——取长时速度,16.9km/h＝4.69m/sLzh——实际制动距离,mLzh＝Lzhi－Vst＝40－4.69×2=30.62mLzhi——按运送物料制动距离40mt——制动空行程时间,取2s。根据以上计算,n最终取17辆。2.4.2.4列车组成的验算1、电动机温升验算①列车运行时的牵引力重列车下坡运行时的牵引力Fzh＝1000〔P＋n〔G＋G0〕〔ωzh－ipg＝1000〔7＋17<1＋0.6>〕〔0.009-0.003×9.8＝2010.96N空列车山坡运行时的牵引力Fk＝1000〔P＋nG0〔ωk＋ip＝1000<7＋17×0.6>〔0.011＋0.003×9.8＝2359.84N式中字母意义同上。②每台电动机的牵引力③查表确定机车实际运行速度及电流Izh＝24A,Vzh＝19km/h,Ik＝30A,Vk＝17.5km/h④计算一个运输循环牵引电动机的等值电流其中tzh＝tk=Idz=18.5A＜Ich＝34A满足温升条件。⑤制动距离验算按重车运行速度Vzh和最大制动减速度验算制动距离。制动时的减速度为＝式中：b——制动时的减速度,m/s2ψ——制动状态的粘着系数,取0.17实际制动距离为：＝Lzh＝36.5m小于40m,制动距离满足要求。即电机车可以拉17辆1吨矿车。全矿电机车台数的确定电机车加权平均周期运行时间由式T=〔60Lq/0.75Vzh+<6Lq/0.75Vk>+θ得T=<60×1.2/0.75×19>+<60×1.2/0.75×17.5>+20=30.5min每台机车每班往返次数：由式Z1=60Tb/T得Z1=60×5/30.5=9.8取Z1=10次/班每班需运送货载总次数由式Zb=k<Ab+Aa>/nG得Zb=1.25<900+900>/17×1=132.4取Zb=133次/班工作电机车台数由式N=Zb/Z1=133/10=13.3取N=14备用与检修台数由式N1=0.25N=0.25×14=3.5取N1=4全井所需机车总台数N0=14+4=18台.2.5运输系统图矿井运输系统图见附图.第三章矿井提升设备选型设计3.1设计原始资料An=90万t/aHs=300mHz=18mHx＝18mγ＝0.9t/m3br＝300dt＝14h单水平开采。3.2提升容器选型3.2.1提升方式选择设计提升方式为立井单绳缠绕式双箕斗提升。3.2.2提升容器的选择3.1.2.1小时提升量Ah=C×An/br×t=1.1×900000/300×14=236<t/h>.经济提升速度:Ht=Hs+Hx+Hz=300+18+18=336<米>Vj=0.4＝0.4＝7.3m/s3.1.2.2.一次提升经济时间估算Tj＝＝＝75.2s式中：a——提升加速度,箕斗提升取0.8m/s2u——容器爬升时间,对双箕斗提升取10sθ——提升终了休止时间,暂取10s3.1.2.3.一次经济提升量式中：An——矿井设计年产量,900000t/aaf——提升富裕系数,取1.2C——提升不均匀系数,有煤仓取1.1t——日工作日,一般取14hb——矿井年工作日,取300d3.1.2.4.提升容器选择根据计算,选择标准箕斗,型号JL－6。技术参数如下：名义吨位：6t有效容积：6.6m3提升钢丝绳直径：43mm自重：5.0t最大终端负荷:120kN最大提升高度：700m箕斗总高：9.45m箕斗中心距：1.87m使用井筒直径：5m提升机型号：2JK－3.53.1.2.5.重新计算最大提升循环时间3.3提升钢丝绳选择3.3.1钢丝绳绳端荷重钢丝绳最大静荷载Qmax按下式计算：Qmax＝Q＋Qz＋pHc＝mg＋mzg＋mpgHc式中：Qmax——钢丝绳最大计算静荷载,NQ——一次提升货载重力,6000×9.8=58800NQz——容器自重力,5000×9.8=49000Np——钢丝绳每米重力,Nmp——钢丝绳每米质量,kg/mHc——钢丝绳最大悬垂长度,按下式计算Hc＝Hj＋Hs＋Hz＝30＋300＋18=348mHj——井架高度,暂取30mHs——矿井深度,300mHz——装载高度,根据设计要求取18m。为使钢丝绳能够承受绳端荷载,必须使下式成立：mp≥=kg/m根据计算,钢丝绳选择6×19-37-170右同三角形股钢丝绳。Pk=4.871kg/mδ=2.4mm,Qs=87600kg3.3.2钢丝绳绳安全系数校验m=87600/<6000+5000+4.871×348>=6.9>6.5钢丝绳选择满足要求。3.4提升机的选择3.4.1提升级滚筒直径提升机滚筒直径应满足下式：D≥80d＝80×37=2960mmD≥1200δ＝1200×2.4=28800mm根据计算,滚筒直径确定为3000mm。钢丝绳作用在滚筒上的最大静张力及最大静张力差:最大静张力： Fj=Qd+PkHc=6000+5000+4.871×348=12695.1kg最大静张力差：Fc=Q+PkHc=6000+4.871×348=7695.1kg根据计算的滚筒直径、最大静张力、最大静张力差选用2JK-3.0/30型矿井提升机,提升机参数如下：Dg=3.0mB=1.5mFje=13000kg>FjFce=8000kg>Fci=30Vmax=5.6m/smj＝17000kg减速器最大输出转矩＝180kN·m3.5提升系统3.5.1天轮直径DtDt＝80d＝80×37=2960mmDt＝1200δ＝1200×2.4=2880mm根据计算选择TSH型天轮。名义直径Dt＝3000mm,绳槽半径Rt=20mm适于钢丝绳直径范围：＞25～37mm,允许的钢丝绳全部钢丝破断力总和：1010000N,两轴中心距L＝950mm,轴承中心高度H＝240mm,变位质量mt＝781kg,自身重量2466kg。3.5.2井架高度HjHj=Hx+Hr+Hp+Hg+0.75Rt=18+9.45+0.3+10+0.75×1.5=38.8m式中：Hj——井架高度,mHx——卸载高度,18mHr——容器高度,9.25mHg——过卷高度,10m选取井架高度为40m3.5.3提升机滚筒中心到提升中心线间的水平距离LsLs≥0.6Hj＋D＋3.5＝0.6×40＋3＋3.5=30.5m式中：D——提升级滚筒直径,3.5m取Ls=35m〔滚筒中心至提升容器中心线的距离3.5.4提升钢丝绳弦长Lx式中：Dt——天轮直径,3mc0——滚筒中心线与井口水平的高差,设计取1.5m根据计算,提升钢丝绳弦长为51m。3.5.5钢丝绳外偏角α1和内偏角α23.5.5.1钢丝绳外偏角式中：B——滚筒宽度,1.7m,s——两天轮间距,取2300mma——两滚筒之间的间隙,140mmd——钢丝绳直径,40mmε——钢丝绳缠在滚筒上的间隙,3mmLx——钢丝绳弦长,51m。计算得：α1=0.5516°＝0°33′6″3.5.5.2钢丝绳内偏角式中字母意义同上,经计算,α2=1.213°＝1°12′47″＜1°30′钢丝绳的内外偏角满足规范要求。3.5.6钢丝绳的仰角对于JK型提升机,只验算其下出绳角β即可。钢丝绳下出绳角大于15°,满足规范要求。提升机与井筒相对位置图见附图如下：3.5.7电动机预选3.5.7.1电动机的估算功率=式中：N——电动机的估算功率,kWV″m——提升机的标准速度,取4.5m/sk——矿井阻力系数,箕斗提升取1.15Q——一次提升货载重量,60000Nψ——考虑到提升系统运转时,有加、减速度及钢丝绳重力等因素影响的系数,箕斗提升取1.2ηj——减速器传动效率,单击传动取0.923.5.7.2电动机的估算转数＝573rpm式中：i——减速器的传动比,20D——滚筒直径,3m3.5.7.3初选电动机根据以上计算,选取电动机为：JR1512-8/570Ne=570kWnd=738rpmV=6000V<GD2>d=5100Nm2λ＝2.0提升机实际提升速度：Vmax=πDgnd/60i＝3.14×3.0×738/60×20=5.78m/s立井提升物料时,速度不得超过下式限定速度：Vmax≤0.6=0.6＝10.4m/s提升速度满足要求。3.5.8变位质量计算3.5.8.1直线运动部分的变位质量mLmL＝m＋2mz＋2mpLp＋mqLq式中：LP——一根提升钢丝绳的总长度,mLp＝Hc＋Lx＋3πD＋30＋n′πD＝348＋51＋3×3.14×3.5＋30＋3×3.14×3.5＝494.94mHc——钢丝绳的悬垂长度,348mLx——钢丝绳的弦长,51m3πD——3圈摩擦圈绳长度,m30——试验绳长度,mn′πD——多层缠绕时的错绳用绳长,n′取3mq——尾绳每米质量,4.871kg/mLq——尾绳长度,Lq＝H＋2Hh＝300＋30=330mHh——尾绳环高度,一般取15m。mL＝6000＋2×50500＋2×4.871×494.94＋4.871×330＝22429kg3.5.8.2转动部分的变位质量提升机变位质量mj＝17000kg天轮变位质量mt＝781kg电动机的变位质量md＝＝提升系统总变位质量为：＝22429+2×781＋17000＋23129=64120kg提升速度图的计算:设计为箕斗提升,速度图按六阶段速度图计算。1、箕斗提升初加速度a0的确定初加速度由下式确定a0=＝式中：v0——箕斗离开卸载曲轨时的速度,取1.5m/sh0——箕斗离开曲轨内的行程,目前h0取值范围在2.13～2.35m之间设计取a0=0.5m/s22、箕斗主加速度a1的确定箕斗的主加速度由下式计算式中,Fe——电动机的额定出力,N＝Ne——电动机的额定功率,570kWηj——出动效率,0.92λ——电动机过负荷系数,2.0——提升系统变位质量,64120kgVm——提升机实际提升速度,5.78m/s按减速器允许的输出传动转矩来确定主加速度。=规程对立井箕斗提升的加减速度没有规定,一般不超过1.2m/s2,计算值为0.28m/s2,设计取主加速度为0.28m/s2.3、提升机减速度a3的确定按自由滑行减速方式计算＝式中：h3——减速阶段的行程,一般取30～40m。按电动机减速方式计算按制动状态减速方式计算＝1.15根据计算,设计选取提升减速度为0.8m/s24、速度图参数的计算〔1卸载曲轨中初加速时间为：〔2箕斗在卸载曲轨内的行程为h0=2.35m〔3主加速时间为〔4主加速阶段的行程为：h1=〔5主减速阶段时间为〔6主减速阶段的行程为h3=〔7爬行时间为t4=〔8抱闸停车的时间为t5=1s〔9等速阶段的行程为h2=H-h0-h1-h3-h4=336－2.35-55-21-2.5=255m〔10等速阶段的时间为＝〔11一次提升循环时间为TxTx=t0+t1+t2+t3+t4+t5+θ＝3+15+44+6.6+5+1+8=82.6s提升设备小时提升能力为式中：m——一次提升货载的质量,6t提升设备的年提升量为：提升富裕系数af＝提升设备的动力学计算:提升设备各阶段拖动力计算如下：提升开始时：F0=kQ＋PH＋＝1.15×6000＋4.871×336＋6412×0.5=11743kg出曲轨时F0′=F0－2Ph0=11743－2×4.871×2.35=11720kg主加速阶段开始时F1=F0′＋＝11720＋6412×〔0.28－0.5＝10309kg主加速终了时F1′＝F1－2Ph1=10309-2×4.871×55=9973kg等速阶段开始时F2=F1′－＝9973－6412×0.28=8178kg等速阶段终了时F2′＝F2－2Ph2=8178-2×4.871×255=5694kg减速阶段开始时,F3=F2′－＝5694-6412×0.8=564.4kg减速阶段终了时F3′＝F3－2Ph3=564.4－2×4.871×21=360kg爬行阶段开始时F4=F3′＋＝360＋6412×0.8=5490kg爬行阶段终了时F4′＝F4－2Ph4=5490-2×4.871×2.5=5466kg主提升速度图力图如下：3.5.11电动机功率校核将前节数据带入上式可得：42.5×108等效功率：Pd＝＝515＜570kW式中：Td＝所选电机合适。提升机房设备布置图见下图:第四章矿井排水、通风、压气设备选型设计4.1排水设备选型4.1.1已知条件1、井深,Hp=360米2、正常涌水量Qz=QUOTEQ2620QUOTEm3m3/h,每年320天3、最大涌水量Qm=830QUOTEm3m3/h,每年45天4、矿水中性,矿水密度P=1020kg/m34.1.2排水系统井下主水泵房直接排水到地面。4.1.3初选水泵型号、台数4.1.3.1工作水泵必须的排水能力Qb及净排水扬程高度HgQb≥1.2Qz＝1.2×620=744m3/hHg＝Hx＋Hp＝5+360+1=366m式中：Hx——吸水高度,取5mHp——排水高度,取开采水平距井口的标高差再加1m。4.1.3.2初选水泵型号根据要求的水泵排水能力及扬程,设计初选排水泵型号为MD450-60×7,额定流量Qe＝450m3/h,扬程420m4.1.3.3确定水泵台数正常排水时水泵台数n1n1=确定正常排水时工作泵为2台MD450-60×7型离心式多级泵。备用泵的台数n2n2=0.7×1.6=1.12台暂定备用泵的台数为1台最大排水时水泵的台数n3工作泵和备用泵的排水能力为3×450＝1350m3/h1350÷830=1.6＞1.2即工作泵和备用泵的排水能力满足最大涌水时的排水要求。检修水泵的台数n3n3=0.25n1=0.5检修泵数量选1台则水泵台数n为n＝n1＋n2＋n3=2＋1＋1=4台4.1.3.3验算水泵工作稳定性水泵正常工作时,要求满足下式Hg≤0.9He=0.9×420=378m4.1.4排水管路及布置4.1.4.1选定管路的条数根据排水泵的数量及各涌水期排水泵的台数,设计选择3趟排水管路,正常排水时、最大排水时合用2趟,备用1趟。4.1.4.2选定管路的内径正常排水及最大涌水时均为2台水泵工作。工作管路均为2趟,排水管内径计算如下：排水管流量：Qp＝取排水管内经济流速为Vp＝2m/s则排水管内径为：dp＝根据计算选择自标准YB231-70查得外径Dp=325mm的无缝管,壁厚8、10、14mm等,取壁厚为10mm试算。dp=325–2×10=305mm所需壁厚：＝＝0.78cm式中：dp——标准管内径,30.5cmσs——无缝钢管许用应力,80MPaP——管内水流压强,P＝0.011Hg＝0.011×366=4.03MPaC——附加厚度,无缝钢管取0.1cm与所选管径相近,确定管壁厚度为10mm。西水管外径：dx＝＝＝0.82cm取dx＝335mmδx＝10mm4.1.4.3排水管路布置排水管路布置见附图如下：4.1.4.4排水管路长度Lp=Hg+〔40～50=360+〔40～50＝400～410m取Lp＝410m,Hx＝8m4.1.5排水、吸水管路特性当量管路特性：吸水管、名称数量系数底阀、带虑网13.790°弯头20.206简缩管10.1共排水管、名称数量系数渐扩管10.5逆止阀11.7闸阀22×0.26=0.5290°弯头33×0.206＝0.61830°弯头2转弯三通22×1.5=3直通三通55×0.1=0.5共4.1.6管路特性方程4.1.6.1正常涌水时期H＝366＋1.405×10－7H=366+0.00071Q2确定工况点：Q〔l/s120130140150160H〔m376378380382384正常时期水泵特性曲线图如下：由于最大排水时也是用两台水泵工作,工作管路和正常时期相同,所以工况点同正常时期工况点。4.1.6.2计算吸水高度Vx＝Hs＝5.5-〔0.0292×Hs＝4.68m＞4.5m吸水高度满足要求。4.1.6.3验算排水时间正常涌水时：Ts＝14＜20,满足排水时间的要求。最大涌水时：Tm=满足排水时间的要求。4.1.6.4轴功率Nd＝配套电机功率为Nc＝选用电机型号为：YB710S1-1000型电动机。4.1.6.5计算电耗E＝式中：1.05——水泵房辅助用电系数,ρ——矿井水密度,1020kg/m3ηc——传动效率,直联传动取1ηd——电动机效率,取0.92ηw——电网效率,0.95η′η″——正常、最大涌水时期水泵效率,80％Q′Q″——正常、最大涌水时期水泵流量,531m3/h＝147.5l/sn1n′——正常、最大涌水时期水泵工作台数,2TB、TM——正常、最大涌水时期每台水泵每日工作小时数,14h、18.75htB、tM——一年内正常、最大涌水期持续天数,320d、45d全矿年电耗为：9.983×106kW·h4.2通风设备选型设计4.2.1设计原始资料1、矿井需求的风源风量为：通风容易时期：Q′＝115m3/s通风困难时期：Q″＝130m3/s2、矿井所需的负压：通风容易时期：P′＝3270Pa通风困难时期：P″＝4480Pa4.2.2风源所必须产生的风量和负压1、风源所必须产生的风量通风容易时期：Qy′＝kQ′＝1.1×115=126.5m3/s通风困难时期：Qy″＝kQ″＝1.1×130=143m3/s式中：k——设备漏风系数,专用回风井k取1.12、风源所必须产生的负压PystPyst＝P＋ΔP引＋ΔP消式中：P——矿井所需负压,PaΔP引——引风道内阻力损失,取150PaΔP消——有消音装置时的附加阻力损失,取60Pa通风容易时期：Pyst′≈3270＋150＋60=3480PaPyst″＝4480＋150＋60=4960Pa利用类型特征选择离心式风机：1、选定扩散器的型式及尺寸比‘参照教材QUOTEP160-P161P160－161,通常可选塔式扩散器,取面积比n=2.4,相对长L=4则扩散器安全损失系数LK=0.32,其中动力损失系数QUOTE1n2=0.17,扩散器内部损失系数L＝Lk－此时扩散角a=7.85°。2、求风源的静压特征设通风机的全压系数为P,动压系数为Pd,静压系数为Pst,风源的静压系数为Py·st,选用G4-73-11型离心式风机,由由得到不同Q时对应的、,列表于表4-2-1G4－73－11型离心风机类型参数〔Lk＝0.32表4-2-1ηηyst0.150.4660.8250.45950.81350.160.46750.8500.46010.82660.170.4670.8730.45870.85740.180.4650.8920.45170.8720.190.4610.9080.45060.88750.200.4530.9180.44150.8950.210.4450.9250.43230.89860.220.4350.9280.4210.8980.230.4230.9250.40770.89160.240.4100.9200.39340.88270.250.3950.9030.3770.8628注：配用塔式扩散器Q=2.4L=4a=7.85°最大静效率点位于。得到风机的等级孔系数为3、矿井等级孔Ap＝4、确定风机直径选定风机直径为3m5、反求等级孔系数6、求工况点,参看指导书5-3由得：当时,0.20.210.240.36220.39940.5216得交点：当时,0.20.210.240.34270.37790.4939得交点：通风机特性曲线见附图4-2-17、求通风机转数8、求通风机的功率由于功率较大,只能采用直联传动,可控硅串级调速。图4-2-1通风机特性曲线9、电动机的功率因为0.6×556.2=333.7＜405.5在服务区内不需分段选择电动机,电动机按下式计算选择N＝1.1×取同步转速600r/min10、电耗：E＝4.2.4用类型特性曲选择轴流式通风机1、由图可以看出最高效率点处2、求等积孔3、确定风机直径确定风机直径为D＝2.4m4、反求等积孔系数5、确定风机转数取标准转数n＝750r/min圆周速度u＝得换算系数6、求工况曲线的端点矿井服务初期预期工况点为G0矿井服务末期预期工况点7、求工况曲线R0=3480/126.52=0.2175RK=4960/1432=0.2426a=R0－RR＝0.2426-0.2175=0.0251b＝143-126.5=16.5工况曲线为P＝〔R0－Q2=<0.2175-＝0.00152121Q3＋0.05874Q2代入P＝10648,此式化为11.0446+1.0004如下表所示0.29690.30.310.320.330.33570.377240.388240.4251680.464350.5058530.5305744.3矿井压气设备4.3.1设计原始资料已知某矿掘进工作面网路图如下：各管段的长度分别为：AB=200M,BC＝300m,BD＝300m；LM＝CL＝DE＝EG＝150m；FI＝130m；KN＝30m；EH＝KC＝200m；DF＝FJ＝170m。工作面采用的凿岩机为YT-30型,风镐为G－7,采用三班工作,各工作面工作台数如下表：工作面YT-30G-7工作班时M441、3K312、3G321、2H221、2I411、3J212、3N321、24.3.2选定空压机的型号及台数1、确定空气机的位置：采用地面集中设置空压机站,机房设在付井筒30米处。2、计算空压机站的总供量：首先按空气压缩机供气范围内最大作业班的需气量,再考虑漏气及备用来选定。由于在同一个工作面,凿岩机和风镐不可能同时使用,通常按耗气量大的凿岩机计算。则每班同时使用风动工具数为：1班：16台,2班：11台,3班：13台。则：矿井所需的风量按第一班计算,所需总供气量为：Q＝a1a2Y＝1.1×1.1×1.1×16×2.9×0.83=51.26m3/min式中：ni——在计算工作面内第i种风动工具的总台数,16台qi——每台风动工具的耗气量,2.9m3/minki——该种风动工具的同时工作系数,取0.83a1——输气管网漏气系数,最远输气距离为0.87km,取1.1a2——考虑风动工具磨损后,耗气量增加的系数,取1.1Y——海拔高度修正系数,按1.1考虑。3、计算风压机的出口压力：空压机的出口压力,应能保证所有风动工具的压力比其额定压力高出一个大气压。P＝Phg＋λL＋0.1＝0.49＋0.035×0.87＋0.1=0.62MPa式中：Phg——风动工具额定压力,0.49MPaλ——每km输气管路阻力损失估算值,取0.035L——输气管路最远距离,0.87km0.1——高出的一个大气压,用于橡胶管内阻力损失。4、选定空气机的型号及台数：依据P和Q值参照教材P286表4-7选用三台5L-40/8活塞式空机。一台工作,一台检修,一台备用。L-60/8空气机的技术特征如下：L-60/8数据空气机排气量m3/min进气压力0.1MPa额定排气压力0.1MPa转速r/min行程mm气罐数气罐直径一级二级轴功率kw排气温度外型尺寸〔长×宽×高600.884282401580134012953032500×1830×2390电动机型号额定功率额定转速额定电压TDK116/34-143504286000储气罐容积直径长度重力kg8.51600×49304000选择输气管网：依据已知条件,风动工具配备情况,可求得各管段的压气量及确定各管段的计算管长,按照下式选取管径：式中：Q——各段管路的输气量,〔m3/minL——各段管路的选径计算管长,〔m根据计算选择标准管径见下表管段实际管长〔m3/min干线或支线通过空气量〔m3/min管长〔m标准管径〔mmAB200干51.3870114×4BC205干23.287089×3.5BD300干31.9870102×4DE150支14.565073×3.5DF170支17.467076×3.5EH200支5.865042×3EG150支8.765045×3FG170支5.867042×2.5FI130支11.867050×2.5CK200支17.460560×3KN300支8.763550×2.5CL150支11.655550×2.5LM150支11.655550×2.5计算电耗：1、空压机的实际轴功率：通常矿用空压机的出口压强P底于空气机的额定压降Pn,因此空压机的实际轴功率也底于其额定轴功率Nn,其降底程度用系数K1表示：QUOTENkNn式中：Nn＝350kwK1=0.885<查指导书表5-5A>则:Nk=K1.Nn=0.885×350=309.75kW2、空气机的耗电量：空压机开动时,有时满载,有时空载,其功率消耗不同,空的耗电量为：＝＝2.56×106kW·h式中：K——空压机负载系数,等于,K＝0.2——设空压机空载运行功率为满载运行功率的20％Z——工作空压机台数,测定1台空压机的好电量t——空压机每天工作小时数,取18hd——每年工作天数,按300d考虑ηc——传动系数,0.98ηd——电动机效率,0.92ηw——电网效率,0.95考虑到附加加电耗2～5％则E总=1.04×2.56×106＝2.662×106kW·h第五章井下采区供电设计5.1概述设计在采区的轨道上山和运输上山的横贯内内设采区变电所为该采区服务。采区变电所的电源用双回路由井下车场中央变电所供给,在该采区设一个综采工作面,一个掘进工作面。该综采工作面采用MLS3—340型工作机组,采长110米,走向800米,配套设备有SGZ—730/320型可弯曲刮板运输机,破碎转载机,顺槽皮带输送机,上山皮带输送机等配套主要运输设备,井下主要运输大巷设东西两翼各一个综采工作面,年产量各为75万吨,全长2400米,采用架线电机车运输。中央变电所设置于运输大巷中心,东西各距1200米处。为了使采区变电所处于负荷中心,满足工作面采煤工作面采煤机组随着开采逐渐后退,采用KSGZY型移动变电站,使GKV高压深入采区负荷中心以缩短供电距离。为综采工作面配套设套电压等级为1140V,660V,127V,12V用电设备供电。在变电所内选择1台KSGZ型干式变压器分别为660V用电设备供电,选择高压配电箱PBG2—6型,低压型电开关DW,DWKB型,负荷开关分别选用DQZBH,QCKB型。在本设计中选择供电设备时,尽可能采用新系列供点设备来保证用电的安全性来适应现代化矿井发展的需要。在设备的选型计算方面,主要以KSGZY—500移变电系统为主,以采煤机组供电为重点展开一系列,校验,短路计算等来选择馈电开关,起认开关,电缆等。5.2采区变电所及配电点位置的确定依照变电所位置的确定的原则,确定采区变电所位置在靠近集中运输巷的地方——上山和运输上山之间的横贯内。工作面配电点可分为采煤和掘进两种,在本设计中只考虑设计一个综采设备所需要的配电。综采工作面的机电点选用移动变电站配电的形式,使10kV深入该采区负荷中心,以确定短低压供电的距离来满足综采工作面供电的需要．工作面配电点设在工作面附近的运输顺槽〔下顺槽中,距离工作面50～70m,随着回采工作面的启退而移动,同时附带低压馈电,启动开关设备列车。5.3采区负荷统计和计算5.3.1采区负荷统计1、采区负荷统计见表5-3-12、采区供电系统拟定采用几台变压器分别运行方式,这样在发生漏电事故时,不会发生全采区停电,可靠性高,比并联运行时电网缘电阻高,对电容小。采煤机组及下顺槽运输机采用单独电缆供电,自工作面配电点到各个动力设备采用辐射式的供电,上山运输机采用干线式式供电．根据现在用电设备及其配置情况,决定在进行顺槽设移动变电站供电配电点一个,设置2台移变组成移变电所,变压器供出1140V电压．1台移变供出660V系统供电．表5-3-1采区负荷统计表序号名称型号使用个数额定容量Pn/kW额定电压Vn/V额定电流In/A功率因素cosφnIn.st/InMn.st/Mn额定效率ηn负荷系数KLO1采煤机MLS3H-3401170×21140108×20.865.520.930.752刮板机SGZ730/3201160×2114097.1×20.96.02.30.940.83顺槽带式输送机DSJ100/80/160180×2114095.7×20.886.52.40.9350.854顺槽转载机SZZ764/1321132114079.20.96.02.30.9360.855破碎机PCM－1101110114065.10.917.02.30.940.856乳化液泵XRB2B－80/200120011401160.96.52.20.940.97喷雾泵XPB－250/551551140360.886.52.20.920.858液压安全绞车JD-1311366013.70.875.60.890.759顺槽绞车JD-40240×2660450.866.52.50.90.7510上山带式机DX-1000/55155660620.847.02.50.910.911设备总容量14653、移动变压器容量、台数确定①给1140V系统供电的变压器＝式中：SBJ——变压器的计算许用容量,kVAKx——需用率,经计算为0.56——联结到变压器的用电设备的总额定容量,1207kWcosψpj——电动机加权平均功率因素,综合机械化采煤面取0.7根据计算选用两台KSGZY－630/6/1.14型变压器。②给660V系统供电移变的选择：＝经过计算,660V供电系统变压器选择KSGZY－200/6/0.69型变压器1台。采区变电所选KBSG200/6干式变压器一台给上山带式输送机供电。5.3.2高低压电缆的选择1．高低压电缆的选择型号：根据供电系统,高压电缆的需用包括以下几个部分：①采区变电所内高压配电箱到工作面KSGZY－630/0.69型移动变电站的电缆,取长度为750＋650=1400m。②采区变电所内高压配电箱到综采面顺槽内KSGZY－315/0.69型移动变电站长度1400m。上述电缆的电压等级６kV级双屏蔽监视型高压软电缆,电缆型号,UCP－3*50＋1*16．③移动变电站变压器二次从馈电开关到工作面1140V用电设备的电缆选用UCPJR3×95＋1×50＋2×2.5－0.66/1.14型橡胶软电缆。2、以综采工作面采煤机组电缆的选择进行计算．电缆长度：Lsx＝1.1×〔110＋150＝286m取电缆长度为300m3、确定电缆的芯线数目①按机械强度初步确定电截面采煤机组,满足机械强度为最小截面为50－70m㎡②按长时允许负荷电流选择电缆截面,电缆长时允许负荷电流应大于或等于实际流过电缆的工作电流,即：KIy≥Ig式中：Iy——电缆长时允许负荷电流,AIg——实际流过电缆的工作电流,AK－环境温度校正系数单台电压〔MLS3H-340的载流量供电。以电动机在额定电流计算Ｉn＝108A查表电缆截流量已知。电缆截面大于50mm2。③按电机正常工作时的电源确定主截面,对井下低压网路通常忽略阻抗电压损失部分。采区低压电网的电压损失,由以下部分组成：ΔＵ＝ΔＵz+ΔＵg+ΔＵB＝34.3＋9.4＋106.5＝150.2V计算电缆支线的电压损失公式为ΔＵz＝=式中：Kf——负荷率,0.75Pe——电动机的额定功率,340kWLz——支线电缆的长度,300mV——电导率,42.5Ue——额定电压,1140VSz——电缆导线截面,50.5mm2ηd——电动机的效率,0.92计算电缆干