【《内蒙古西露天煤矿综放式开采机械和电气设备选择研究》21000字】

内蒙古西露天煤矿综放式开采机械和电气设备选择研究摘要通过对内蒙古西露天煤矿进行了调查分析研究,得出该煤矿的煤层厚度大,一次性开采全高相对困难,若采用普通综和机械化开采方法进行开发将会产生一些工作面的采出率低,含有煤炭的频率大等问题。以此来解决本次煤矿生产需求。确定按照综放式开采形态来进行。本次工程设计项目中的主要技术研究课题内容之一就是首先通过分析确定一台大型煤矿机的年产量量并确定其平均日产量再经由确定采放比例来确定每台大型采煤机的生产能力,然后在现场中考虑选用与之设计相配套的一些煤矿相关控制装置。通过对这些技术装置装备进行有序地分类选择、梳理以充分满足全面实施综合性大型机械化资源开采项目工程的关键技术装备需要。通过自行选用各类机械设备和电气装置来满足和适应本地区煤矿企业的生产要求。确保了煤层资源的稳定和开采。同时还要掌握了所选用的机电设备在工业中的选型和使用原则、计算公式和方法,以及每一台设备的主要性能特征。关键词：机械设备选型；电气设备选型；放顶煤液压支架。目录摘要 I第一章西露天煤矿简介 71.1矿区总体规划 71.2矿井资源条件 71.3外部建设条件 7第二章采煤机的选型 91.1设计条件 92.2采煤机性能参数的选择和确定 92.2.1采煤机滚筒直径的选择 92.2.2截深的选择 92.2.3滚筒转速及截割速度 92.2.4采煤机最小设计生产率 102.2.5采煤机在截割时的牵引速度 112.2.6采煤机所需装机功率 112.2.7初选采煤机牵引力 112.3初选采煤机 122.4初选采煤机主要技术参数的校核 122.4.1采煤机最大采高的校核 122.4.2最小采高的校核 132.4.3卧底量校核 132.4.4采煤机最大牵引速度校核 142.4.5采煤机牵引力校核 15第三章刮板输送机的选型 163.1刮板输送机的运输能力计算 163.2.1初选前部刮板输送机 163.2.2前部刮板输送机输送能力验算 163.2.3前部刮板输送机运行阻力计算 173.2.4前部刮板输送机电动机功率 183.2.5前部刮板输送机刮板链强度验算 193.3放顶煤刮板输送机的选择 213.3.1综放工作面放顶煤循环时间的确定 213.3.2综放工作面放煤能力的确定 223.3.3刮板输送机运输能力计算 233.3.4初选后部刮板输送机 233.3.5后部刮板输送机输送能力验算 233.3.6后部刮板输送机运行阻力计算 243.3.7后部刮板输送机电动机功率 243.3.8后部刮板输送机刮板链强度验算 25第四章液压支架 284.1液压支架架型的确定 284.1.1放顶煤支架种类的选择 284.2液压支架参数的确定 284.2.1支架高度确定 284.2.2支架的伸缩比确定 294.2.3顶梁长度的确定 294.2.4顶梁宽度的确定 304.2.5底板的长度确定 304.2.6底座的宽度 314.2.7支架中心距 314.2.8支架移架步距 314.2.9支护强度和工作阻力 314.2.10初撑力确定 324.2.11移架阻力及推溜力 324.3初选液压支架型号 334.4性能验算 334.4.1底板比压校核 334.4.2工作阻力（支架强度）初撑力验算 334.4.3顶板覆盖率 334.4.4支架布置台数 344.5端头支架 34第五章顺槽转载机选型 365.1桥式转载机概述 365.2转载机选型计算 365.2.1转载机运输能力计算 365.2.2选择转载机 365.3破碎机选型 375.3.1机械破碎的基本形式 375.3.2破碎机的参数 37第六章胶带输送机的选型 396.1胶带输送机概述 396.2选择胶带输送机 396.2.1胶带输送机的运输能力校验 396.2.2胶带输送机圆周力计算 406.2.3胶带输送机垂度的校核及各点张力的计算 426.2.4输送机胶带安全系数校核 446.2.5输送机功率计算 44第七章乳化液泵站的选型 457.1乳化液泵站的组成 457.2乳化液泵站的计算 457.2.1乳化液泵站压力的确定 457.2.2乳化液泵站流量的确定 467.2.3选择乳化液泵 477.2.4乳化液泵的电机功率 487.3乳化液箱容积的验算 487.4乳化液 49第八章井下供电设备选型 508.1综放工作面设备选用 508.2综放工作面供电系统负荷计算 508.2.1电压等级 508.2.2工作面移动变电站及配电点位置的确定 508.3移动变电站容量选型及计算 518.4移动变电站高压配电装置选择 538.5高压电缆选择及校验 548.6低压电缆选择及校验 618.6.1按长时最大负荷电流与机械强度初选低压电缆截面 618.6.2按允许电压损失校验或复选电缆截面 628.7短路电流的计算 698.7.1电源系统的电抗计算 698.7.2高压电缆的阻抗计算 708.7.3移动变电站的阻抗计算 718.7.4低压电缆的阻抗 728.7.5三相短路电流计算 738.8低压电缆热稳定校核 748.9电磁起动器和低压保护箱选择 74第九章结论 77参考文献 1西露天煤矿简介1.1矿区总体规划平庄、元宝山矿区包括平庄煤田、元宝山煤田两部分，海拔高度500-600m。老哈河由东南向西北流经平庄东侧至元宝山折向东北与西拉木伦河汇合。西路嘎河由西向东流经元宝山区中部汇入老哈河。区内降雨量稀少，冬季寒冷，属大陆性气候。1.2矿井资源条件西露天煤矿范围走向长3.8km，倾向宽0.7～1.2km，面积3.4458km2。井工开采范围面积1.0741km2。井工开采范围矿井地质资源量38.21Mt。西露天煤矿井工开采范围含可采煤层2层，编号为2煤和1煤，2煤为全区大部可采的较稳定煤层，1煤为全区可采的较稳定煤层。2）其它开采技术条件评述西露天煤矿井工开采区为低瓦斯矿井，煤尘具爆炸性，煤层自燃倾向性为自燃，地温梯度正常，无地热危害。水文地质简单。各煤层顶底板岩石强度较低，即层状岩类工程地质条件中等型。综上所述，西露天煤矿井工开采范围煤炭资源储量较丰富，开采技术条件较好，具备井工开采条件。1.3外部建设条件1）运输条件叶赤铁路从矿井东侧的平庄镇通过，东距叶赤铁路线平庄站10.0km，西距G306平庄～双井公路4.0km，东距S205平庄～赤峰公路10.0km，铁路可直通赤峰、通辽、锦州、沈阳，另有等级公路四通八达，交通便利。2）电源条件西露天煤矿技术改造利用瑞安公司现有变电所作为深部井工开采的电源，其2回66kV电源分别引自太平地变电所Ⅰ、Ⅱ段母线，供电距离6.3km。3）水源条件西露天煤矿技术改造利用瑞安公司现有两处水源井，水源井距工业场地约8km，作为矿井生活及井上下消防用水水源。4）通信条件利用现有的通讯系统与外界联系，且本区通讯网络发达，移动无线通讯网己实现“无缝覆盖”。本区铁路及公路运输比较方便，水源及电源已落实。西露天煤矿技术改造项目具备良好的外部建设条件。第二章采煤机的选型设计条件本煤矿某盘区的煤层倾角为12~15°。设计平均采高为6.65m，放顶煤高度4.05m，采放比为1：1.6。工作面长度95m，设计年产量为1.2Mt/a。生产安排，一年工作日为330天，按“四六制”组织生产，三班工作一班检修，每天工作时间为18个小时。2.2采煤机性能参数的选择和确定2.2.1采煤机滚筒直径的选择双滚筒采煤机的滚筒直径通常不小于最大采高的一半。现在双滚筒采煤机滚筒直径完成标准化，因此滚筒直径的初选值找与标准直径差不多的型号。 （式2.1） 式中：D采煤机滚筒直径，m；采煤机最大采高，m。求得：根据计算，设计取1.8m。2.2.2截深的选择采煤机切割的各种机构(例如滚筒)每次切割后以B为截深度,取代采煤机切割后的深度。它直接决定着各个工作台面每一次推动的时间和步距,是影响采煤机装机能力和生产效果的主要因素,也是保证支护装置配套运行的一个非常重要的参数。为了满足采煤作业方面的要求,使用大截深,选择截深0.8m2.2.3滚筒转速及截割速度和我们传统的滚筒煤机直径相类似,如今我们所使用的大都是滚筒式采煤机,每种滚筒转速直径类型也同样可以用户自由选择多种。现在大型采煤机的最高转速已经逐渐达到了一个普遍的技术共识,大型小直径齿轮滚筒同样应该分别选择低档和高转速,小型大直径齿轮滚筒同样应该分别选择高档和低转速通常选择滚筒转速为30-50r/min最合适。为提高生产率转速可达到60-100r/min。取滚筒转速为n=40r/min，根据公式算出截割速度。 （式2.2） 式中：采煤机截割速度，m/s；选定的滚筒直径，m，取D=1.8m；选定的滚筒转速，r/min，取n=40r/min。求得：2.2.4采煤机最小设计生产率由于采用放顶煤采煤法，煤层厚度为6.65m，根据液压支架和采煤机配套要求，确定机采采高为2.6m，即放煤高度为4.05m，采放比1:1.6。根据公式求采煤机的日产量。 （式2.3）式中：工作面日产量，t；年生产天数，d，取=330d；年生产量，t/a。求得: （式2.4） 式中：采煤机工作面的日产量，t；采放比。求得：采煤机最小设计生产率： （式2.5）式中：Qmin采煤机最小设计生产能力，t/h；采煤工作面的日产量，1398.6t；采煤机有效开动率,取g=0.878。求得：2.2.5采煤机在截割时的牵引速度采煤机割煤时的牵引速度的快慢，直接影响采煤机的工作效率和装机功率。因为滚筒截煤水平，输送机运煤能力，液压支架推移速度等方面的影响。所以选择采煤机的牵引速度应全面考虑。式中： Hmax为截齿的最大切削厚度，取0.07mm为螺旋叶片同一截线上截齿数2.2.6采煤机所需装机功率1.预计装机功率Hw—采煤机的单位能耗，MJ/m3；一般取1.1-4.4，硬煤及韧性煤取上限，软媒及脆性煤取下限2.截割功率采煤机截割部分消耗装机功率的80%-85%；故采煤机截割功率=259.84圆整为300KW3.牵引功率牵引和传动辅助两种驱动动力装置应该可以同时消耗总量为发电机传动功率的15%-20%,其中,牵引辅助传动系统所用的需要同时消耗的发电机传动功率比例应该可以占到90%以上,故采煤用的发电机应该具有较大牵引传动能力。=58.46圆整为60KW辅助功率=6.50圆整为20KW4.装机功率计算结果按采煤机的电动机的标准公率进行圆整。则采煤机实际功率=380KW2.2.7初选采煤机牵引力牵引力是控制系统牵引部分不可或缺的一个重要参数。左右式采煤发动机牵引力大小的主要原因有很多,比如说煤的种类,采高,牵引转矩,煤层的倾角,采煤发动机的重量。由于采煤发动机的运行工况和环境的变化较大,故对采煤发动机的牵引力进行精确地计算有很大的困难,也无必要。因此初选采煤机牵引力为600KN。2.3初选采煤机通过采高，滚筒直径，截深，生产率，电机功率，及牵引速度，牵引力初步选择采煤机型号为MG400/985-WD。详细参数见表1.1。表1.1采煤机参数表采煤机型号MG400/985-WD采高（m）2.1~4.0截深（m）0.8适应倾角≤15°滚筒直径（m）1.6；1.8；2.0；2.2滚筒转速（r/min）29；35；40摇臂长度（mm）2109摇臂摆动的中心距6080牵引力（KN）620/360506/304牵引速度（m/min）0~7.120~8.69机面高度（mm）1505~1570卧底量（mm)326；426；526装机功率（kW)985电压(V)1140机重（t）552.4初选采煤机主要技术参数的校核2.4.1采煤机最大采高的校核 （式2.6） 式中：采煤机最大采高，m；A机面高度，m，取A=1.57m；H采煤机截割部电动机高度，m，H=0.45m；L摇臂长度，m，取L=2.109m；摇臂向上摆动的极限高度，=42°；D滚筒直径，m，D=1.8m。求得： m＞2.9m采煤机最大采高符合生产要求。2.4.2最小采高的校核采煤最小采高hmin不小于采煤机高度A，支架顶梁高度，过机高度三项之和。 （式2.7）式中：采煤机最小采高，m；h1支架顶梁高度，0.54m；h2过机高度，不应小于0.1~0.25m，取0.15m。求得：＞1.57＋0.54＋0.15=2.26m工作面最小采高2.3m，满足最小采高的要求。2.4.3卧底量校核最大卧底量按下式计算： （式2.8） 式中:采煤机摇臂下摆最大角度，21°。求得：采煤机卧底量0.326~0.526mm，符合要求。2.4.4采煤机最大牵引速度校核刮板运动机的输送量和切削能力一般不应该超过采煤机的切削和除尘能力。通过这一要求,将刮板运动式输送机的最高生产率当成是采煤发动机的最高生产率。采煤机截割的最大牵引速度。 （式2.9） 式中：运输机输输能力；H平均采高，2.6m；B采煤机截深，0.8m；煤的实体容重，1.47t/m3。刮板输送机的运输能力用下式计算。 （式2.10） 式中：刮板输送机的运输能力；煤的容量，1.47t/m3；截深，m；装载不均匀系数，一般取1.5；采煤机和运输机同向运输时的修正系数；运输倾角和运输方向的系数。见表1.2。表1.2运输倾角和运输方向的系数表运输情况水平运输倾角5~10°倾角10°以上向下向上向下向上10.91.30.71.5求得：=2707.18t/h则：m/min>5.6m/min计算结果满足要求。2.4.5采煤机牵引力校核采煤机移动时需要克服的牵引阻力T用下式计算。 （式2.11） 式中：f摩擦系数，取平均值0.18；G采煤机自重，KN；煤层倾角；K1经验系数，取0.7；K2估算系数，取0.2；K3侧面导向的反力对牵引阻力影响系数，煤层倾角为12-15°，取1.5。求得：第三章刮板输送机的选型3.1刮板输送机的运输能力计算根据采煤机的割煤能力计算刮板输送机的运输能力。 （式3.1）式中参数同上。求得:=1841.62t/h3.2.1初选前部刮板输送机根据运输量=1841.62t/h和工作面长度L=95m，选择SGZ1000/2000型输送机。其设计长度300m；输送能力2000t/h；链速1.537m/s;电动机的功率2000kW；中部槽1500mm×1000mm×376mm。3.2.2前部刮板输送机输送能力验算 （式3.2）式中：刮板输送机的输机能力，t/h；输送机单位长度上货载重量，kg/m；刮板输送机链速。 （式3.3）式中：F货载断面积，；煤的松散容重，0.83～1.0；装满系数 （式3.4）式中：溜槽承载段横截面积；原煤在溜槽中的动堆积面积。表3.1输送机装满系数表输送情况水平及向下运输向上运输+5°+10°+15°装满系数0.9～1.00.80.60.5求得：t/h因为≥，所以输送机符合要求。求得当生产率为1970.27t/h，采煤机运行方向与运煤方向相反，输送机上的每米货载为3.2.3前部刮板输送机运行阻力计算1）计算重段阻力和空段阻力 = （式3.5） = （式3.6）式中：重段时的阻力，N；空段时的阻力，N；g重力加速度，m/s2；q输送机单位长度上货载重量，kg/m；q1刮板链每米质量，kg/m；L输送机长度,m；Β输送机铺设倾角；货载及刮板链在溜槽内的阻力系数；对重段，向上输送取“+”，向下输送取“-”；对于空段，符号与重段相反。表3.2刮板链在溜槽中的移动的阻力系数图类型阻力系数单链0.4~0.60.3~0.4双链0.6~0.80.3~0.4求得：计算总牵引力 （式3.7）式中：刮板输送机的运行时的总阻力，N。附加的阻力系数。求得：=N3.2.4前部刮板输送机电动机功率1）计算最大轴功率 （式3.8）式中：P电动机的轴功率，kW；主动链轮牵引力（总阻力），N；V刮板输送机的链速，m/s；减速器机械效率，=0.8~0.85。求得：P=kW2)计算最小轴功率式中参数含义同上。求得：=157.80kW3）等效功率 （式3.9）式中：电动机等效功率，kW；输送机满负荷时，电动机最大功率，kW；输送机空载运行时，电动机最小功率，kW。求得:==308.84kW考虑20%的后备能源，电动机需要的设备功率为 （式3.10）求得：=kWSGZ-1000/2000型刮板输送机电动机功率2×1000kW已足够。3.2.5前部刮板输送机刮板链强度验算判断最小张力点传动带在设备两端交叉布置,向下重段移动链轮运输而又向上重段时的阻力最大>0时因为各个主动链轮的两端相遇分离点之间的的张力均远远地要超过了各个分离点的中间张力,故1点和3点分别是最小中间张力点。根据表3.1计算可得出其张力。图3.1刮板输送机各点张力计算图 （式3.11）式中：n0电动机总台数；A，B两端电动机台数。1+1=2由逐点计算法得: （式3.12）由式子得：N>0所以=式中：n链条数。求得：=2×3000=6000N2）各点张力计算=6000NN=629927.4-=169823.46N=169823.46+136574.98=306398.44N最大张力点张力为：==135138.92N3）刮板输送机强度验算 （式3.13）式中：k刮板链抗拉安全系数；n链条数，单链n=1，双链n=2；双链=0.85；一条刮板链的破断力，KN,≥3000KN；刮板链最大张力点张力，N。求得：根据计算可知刮板链强度足够该类板式输送机的主要工作输送方式一般是直接选用新型SGZ-1200/2000型电动刮板板式输送机,在刮板铺设一定时间和总长度95m的工作条件下,输送负载能力,电动机的输送功率及该型刮板板式输送机的传动强度都基本可以完全满足要求。3.3放顶煤刮板输送机的选择为了充分满足综放顶煤工作区全面高产高用低效率的工业技术发展需要,工作面平行采煤割线作业和前部放顶煤割线作业都通常需要尽量多地做到采用平行割线作业,在正确选用后部的新型刮板式采煤输送机的驱动参数及其辅助设备驱动功能时,应当尽量让平均直接循环连续割线采煤的工作时间与前部放顶煤平均连续循环割煤时间相互进行匹配,尽量避免两个不同工序之间的相互产生干扰。3.3.1综放工作面放顶煤循环时间的确定采煤机循环割煤时间计算如下 （式3.14）式中：采煤机循环割煤时间，min；工作面长度，m；采煤机正常牵引速度，m/min；斜切进刀段长度，m；采煤机两滚筒中心距，m；采煤机空刀牵引速度，m/min；采煤机返回时间。求得：min采煤机平均循环割煤时间和放顶煤时间的关系如下 （式3.15）式中：综放工作面采放循环匹配系数=0.7~0.8，采放高度较大时取下限值。min3.3.2综放工作面放煤能力的确定与采煤机割煤速度相匹配的沿工作面平均放顶煤速度为 （式3.16）式中：平均放顶煤速度，m/min；放顶煤面长，m；求得：=m/min放顶煤工作面平均放煤煤能力为 （式3.17）式中：工作面平均放顶煤能力，t/h；顶煤回收率，%；放顶煤的含矸率，%；沿工作面平均放煤速度，m/min。求得：t/h3.3.3刮板输送机运输能力计算后部刮板输送机运输能力为 （式3.18）式中：后部刮板输送机输送能力，t/h；放顶煤流量不均匀系数，取1.7；运输倾角和运输方向的系数。求得：t/h3.3.4初选后部刮板输送机根据运输能力=2248.49t/h和工作面长度L=95m，选择SGZ1200/2000型输送机。其标准长度300m；输送能力3000t/h；链速1.537m/s;电动机功率2000kW；中部槽1500mm×1200mm×376mm。3.3.5后部刮板输送机输送能力验算根据公式 （式3.19） （式3.20）式中参数含义同上。求得：m2kg/mt/h因为≥，因此该刮板输送机符合要求。根据运输生产率=2248.49t/h。求得后部刮板输送机每米货载质量为kg/m3.3.6后部刮板输送机运行阻力计算1）计算重段阻力和空段阻力 = （式3.21） = （式3.22）式中参数同上。求得：NN2）计算总牵引力式中参数含义同上。求得：N3.3.7后部刮板输送机电动机功率1)计算最大轴功率 （式3.23）式中参数含义同上。求得：kW2)计算最小轴功率 （式3.24）式中参数含义同上。求得：kW3)等效功率 （式3.28）式中：电动机等效功率，kW；输送机满负荷时，电动机最大功率，kW；输送机空载运行时，电动机最小功率，kW。求得：kW考虑20%的备用能源，电动机的设备功率为 =（1.15～1.2） （式3.29）式中参数含义同上。kW经过计算SGZ-1200/2000型刮板输送机电动机功率2×1000kW已足够。3.3.8后部刮板输送机刮板链强度验算1）判断最小张力点传动带在设备两端交叉布置,向下重段移动链轮运输而又向上重段时的阻力最大>0时因为各个主动链轮的两端相遇分离点之间的的张力均远远地要超过了各个分离点的中间张力。根据图3.2算出其张力。图3.2刮板输送机各点张力计算图 （式3.30）式中参数含义同上。求得：==1+1=2由逐点计算法得: （式3.31）由式子得：N>0所以=。式中参数含义同上。求得：=2×3000=6000N各点张力计算NNNN最大张力点张力==159886.24N3)刮板输送机强度验算 （式3.32）式中参数含义同上。求得：刮板链强度足够。该工作面选用SGZ-1200/2000型刮板输送机，在铺设长度95m的情况下，输送负载能力,电动机的输送功率及该型刮板板式输送机的传动强度都基本可以完全满足要求。第四章液压支架4.1液压支架架型的确定4.1.1放顶煤支架种类的选择我国放顶煤支架分为低位，中位和高位放顶煤支架三种类型。将处于低位的电机放顶煤输送支架电机放出的一个装卸输入口直接安置在顶煤支架上的一个掩护板横梁下方,而后将燃煤输送机的一个装卸输出口直接安置在支架底板上或放在支架后方的一个圆形拖板上。这种液压放顶煤新型液压柱撑支架整体结构良好,性能优异,是现在广泛用户采用的一种液压放顶煤新型液压柱撑支架。而由于采用低位大功率插板高效放顶煤动力液压柱撑支架所作为代表的新型高效插板放顶煤动力液压柱撑支架则被广泛认为也将是推动我国高效放顶煤动力液压柱撑支架架型设计技术应用发展的重要研究方向。故选择低位放顶煤液压支架。4.2液压支架参数的确定4.2.1支架高度确定支架的最大和最小的支撑高度,需要在设计时根据不同的煤层厚度变化进行综合考虑。单方面地提高了支撑的范围还是会使其在生产过程中出现一些问题,比如会增加了支架的承载力和制作成本。支架高度可由下式计算： （式4.1） （式4.2）式中：支架最大结构高度，m；支架最小结构高度，m；煤层最大采高，m；煤层最小采高，m；支架前柱上方顶板下沉量，取0.1m；支架后柱上方顶板下沉量，取0.2m；支架前移时可缩余量，一般取不小于0.05m；支架与顶底板间的浮煤，破矸厚度一般取0.1m。求得：mm借鉴了一些煤矿建设和开采工作中的经验,为了避免由于伪顶的掉落而引起支架顶空的发生及一系列不可预知的事故。最大的支撑高度,应该是在理论计算的基础上,再次考虑增加0.1~0.3m的富裕。当确定了支架的最小支撑高度后就需要达到井下允许的运输高度。4.2.2支架的伸缩比确定液压支架最大支撑高度和最小支撑高度之比叫做伸缩比。 （式4.2）式中：伸缩比。求得：=1.83值的大小代表着支架应对不同煤层厚度的适应能力，伸缩比越大，则支架应对煤层厚度变化的能力越强。4.2.3顶梁长度的确定支护自动形式主要可以分为超前自动支护与各种滞后性自动支护。根据确定的顶梁框架支撑架型和顶梁支护长度形式,来可以计算并得出所有的需要撑撑支架的顶梁屋面宽和顶梁支护长度,来可以作为顶梁设计人员确定顶梁支架支护类型的一个重要依据参考。顶梁计算如下，见图4-1所示。图4-1液压支架简图顶梁全长： （式4.3） （式4.4）式中：——铲煤板铲尖到煤壁的距离，m,取150mm； （式4.5）式中：F铲煤板宽度，m，取250mm；G中部槽宽，m,取1250mm；J导向槽宽度，取350mm；V电缆的槽宽。估算V=350~450mm；超前移架时取截深，取800mm；H采高，m,2.9m；立柱倾角,20°；梁端距，m,取450mm；由结构而定，a>300mm取450mm；经常取=0.9~1.2m，在中厚煤可设置为通行道取1.1m；由构架而定，一通常情况为400~600mm；取500mm。计算出顶梁的全长为：mm。4.2.4顶梁宽度的确定顶梁的宽度依据支架的间距和架型选择。我国规定支架标准中心距为1.5m。支架顶梁一般装有活动侧护板一般形成170~200mm。支架的中心距为1.5m时，最小宽度一般1400~1430mm，最大宽度一般1570~1600mm。通过分析取中心距1.5m，宽度取1.43m。4.2.5底板的长度确定底板基础底座就是把顶板上的压力从基础上搬运到支架底部并且保证支架的正常运动所必须的一种机构。在选择一个支架的底部或基础长度时,需要考虑许多因素，一般来说支撑掩护式支架的底座长度差不多应该是4倍的推移步距,取3.2m。4.2.6底座的宽度其中支架基础底座的宽度为1.1~1.2m。通过扩展或者增大其横向的平稳性和降低对底板的比压,放顶煤支架的基础底座宽度一般应该是1.3~1.4m，取1.4m。底座的底部中央传动装置上方是配有传动推移输送装置的传动沟槽,这与传动千斤顶装置推移传动装置的箱体构造和装置千斤顶推移气体的固定缸径及其大小长度有着密切的直接联系,通常为300~380mm,取380mm。4.2.7支架中心距支架的每个中心节点位置连接距离分为1.25m,1.5m,1.75m,2.05m,选择了与采用刮板式物料输送机的小型溜槽支架长度配套。取1.5m4.2.8支架移架步距与选择采煤机截深有联系，理论计算时推移千斤顶的行程等于采煤机的截深。取800mm。4.2.9支护强度和工作阻力根据在一定的理论条件下考虑,合适的支护强度才能恰好地和顶板的压力相适应。支护工作强度太高,不仅提高了支架的重量和运输费用,而且可能给运输、配装等带来一些问题;支护强度太低就可能产生顶板提前沉降,让顶板断裂而破碎,使得整个顶板很容易养护。目前支护强度的规模和大小尚未完成精准的定量计算,当下主要是运用经验方法或者实测结果等数据确定一个支架的稳定性和支护强度。 （式4.6）式中：作用于支架上的顶板岩石系数，一般取5~8。顶板条件好、周期来压不明显时取下限，否则取上限；H采高，m；顶板岩石密度，一般取2.3×kg/m。MPa其中碳排放顶板对煤层结构支架的安全保护作用强度通常为0.5~0.7mpa。支架的支撑工作使用阻力的使p大小需要能够满足对于整个顶板框架支护的工作强度控制要求,支撑支架工作的使用阻力大小可以通过其顶板支护工作强度与整个顶板框架支护占用面积之比来综合确定。 （式4.7）式中:F—支架的支护面积，m;P支架工作阻力，KN。 （式4.8）式中:L支架的顶梁的长度，m,取4.8m；C梁端距，m,0.45m；B支架的顶梁的宽度，m,1.43m；—架间距，m,取0.2m。求得：支架立柱的总工作阻力为 （式4.9）式中：支架总工作阻力；支掩护式和支撑掩护式支架取效率=80%左右。求得：4.2.10初撑力确定初撑应力的强弱和大小影响着顶板结构的特点。液压支架的初始撑力,在保证支架稳定和顶板运行方面都要比其他工作阻力起着更明显的影响。初撑力太小,只能在达到顶板下沉时才可能会加大阻力,会增加顶板的底部下沉。初撑应力过大,能够造成顶板来回承受拉引起直接顶部晃动,引起直接顶提早脱落,加大顶板控制难易程度。所以支架的初撑力选择是否正确也十分重要。对于不稳定和中等稳定的顶板,应采用较高的初支撑力,约为正常工作时间总承载力的80%;取初撑力为工作阻力的80%，为4216.95KN。4.2.11移架阻力及推溜力移架的煤层阻力一般按照移架煤层开挖厚度大小确定,就是煤层开挖深度越高,移架的煤层阻力也越大。厚煤层的支撑支架高度为300~400kn。取移架阻力为350KN。推溜力一般为100~150KN。推溜力取120KN。4.3初选液压支架型号通过以上确定的架型和计算的参数选择支架。初选ZF7200/20/40型支撑掩护式液压支架。特征参数见表4.2。表4.2液压支架参数表支撑高度（m）中心距（m）工作阻力（KN）初撑力（KN）支护强度（MPa）底板比压（MPa）适应角度（°）质量（t）2.0~4.01.5720061840.88~0.911.5≤15°22.54.4性能验算4.4.1底板比压校核顶板的压力主要是通过顶梁、立柱向底板传递的,若支撑基础底板的承受抗压能力远远超出了支架需要的承受抗压能力,支撑基础底座就会陷进一个底板。所以,选择适当的支架对底板进行最大承重压(液压支架参数表中可见),在支架选型中起到非常关键的作用。放顶煤液压支架的底板比压为1.5MPa小于底板比压1.96~2.16MPa满足使用条件。4.4.2工作阻力（支架强度）初撑力验算对于掩护型和支持式的支撑掩护型支架上的立柱主要是倾斜方向。工作时的阻力及初撑应力随着支架的承载高度变化而发生改变。支架参数表一般都会给出最大的值(指在最高高度)。因此,在当下立柱倾角较大的情况下,应该要验算出所选的支架在当下应采高的施工工作阻力和初支撑能力即所选定的支架在H采高时的支撑力（支护强度）≥计算值。由此可知选型满足条件。4.4.3顶板覆盖率支架顶梁对支护面积的覆盖率为 （式4.10）式中：覆盖率；顶梁宽度，m,取1.43m；支架间距，m,取0.2m；顶梁长度，m,取4.8m；梁端距，m,取0.45m。求得：对于不稳定和中等稳定的顶板,为了保护机路上方的顶板,应采用较高的初支撑力,约为正常工作时间总承载力的80%。经计算得出该支架满足条件。4.4.4支架布置台数 = （式4.11）式中：支架布置台数；工作面长度，m；一台支架支护宽度，m,通常为1.5m。求得：4.5端头支架顺槽高度为3.5m，根据放顶煤液压支架的参数。选择ZTH10200/25/38型端头支架。参数见下表4.3。表4.3端头支架参数表名称参数单位型式后置式高度2500~3800mm整架宽度2250~2510mm初撑力7912KN工作阻力10200KN支护强度0.68MPa底板比压1.46MPa泵站压力31.5MPa操纵方式本架控制质量约40000kg型式单伸缩带机械加长段8根缸径/杆径200/185mm初撑力98.9t工作阻力128t行程1400mm支护强度，初撑力，工作阻力适合顶板条件。对底板比压为1.46符合底板条件。第五章顺槽转载机选型5.1桥式转载机概述桥式输煤转载机一般主要安装于桥式采煤车在工作面的上下顺槽内,是将桥式采煤车在工作面上所需要运送的各种煤,转载至电动胶带桥式输送电动机上的中间一种转载输送装置。5.2转载机选型计算5.2.1转载机运输能力计算转载机的运输能力要符合综放工作面的两台输送机的输送要求：其生产能力按下式计算： （式5.1）式中：转载机运输能力，t/h；采煤机平均落煤能力，t/h；工作面平均放顶煤能力，t/h；采煤机割煤速度不均匀系数；考虑采煤机与刮板输送机同向运行；放煤流量不均匀系数。求得：5.2.2选择转载机根据运输生产率≥3614.61（t/h)，选择SZZ1350/700型输送机。其设计长度51m；输送能力4500t/h；链速1.86m/s;电动机的功率700kw；不同长度×1350mm×147mm。参数见表5.1表5.1转载机具体参数表 名称参数单位型式轮式运输能力4500t/h供货长度51m电动机功率700/350kW链速1.86m/s上升坡度10度供电电压3300V减速器变速比28.1尺寸（长×宽×高）不同长度×1350×1470mm链环规格42×146mm电动机转速1484/738r/m额定电流151/100A连接处水平可弯曲角度±1度5.3破碎机选型5.3.1破碎机的参数根据转载机的输送能力为4500t/h，选择相配套的PLM4500轮式破碎机。该破碎机的具体参数见下表：表5.2破碎机具体参数表名称参数单位型式轮式破碎能力4500t/h最大输入块度1600×1200mm排出粒度300以下（可调）mm传动型式电动机+偶合器+减速器主轴转速418r/m锤头数16个锤头冲击速度22.8m/s槽宽内宽）1350mm尺寸长×宽×高3850×3750×1705kg电动机功率525/263kW电动机转速1485/740r/m减速器传动比3.538喷雾水压<6Mpa第六章胶带输送机的选型6.1胶带输送机概述可伸缩式胶带输送机主要用于在采煤作业面下部顺槽运煤。它不同于其他胶带式输送机的主要优势之一为它可以和工作平面一起移动,够灵活地伸缩。这种胶带输送机同样能在掘进工作面进行正常工作。这种胶带输送机有个特别的储带机构。可以根据生产要求伸长收缩。6.2选择胶带输送机根据运输生产率≥3614.61t/h，输送长度5000m，初选DSJ160/480/3×1000型可伸缩胶带输送机。输送能力4000t/h，带宽1600mm。带速4.5m/s。电动机功率3×1000kW。6.2.1胶带输送机的运输能力校验1）按输送能力计算 （式6.1）式中:B输送带的宽度，m；Υ带速，m/s，υ=4.5m/s；Ρ煤松散密度：ρ=900kg/m3；K物料的断面系数，动堆积角30°，取K=458；C输送机倾角系数，取c=1（胶带机倾角0°）；Q输送能力。按输送机运输能力，取Q=4000t/h。求得：m2）按块度要求计算式中：a煤的最大的块度，a=300mm。求得：B≥800mm计算可知带宽B=1600mm，满足使用条件。其实际运输能力：t/h>4000t/h6.2.2胶带输送机圆周力计算 （式6.2） （式6.3）根据式得： （式6.4）式中:C附加阻力系数，L取5000m取C=1.03；f模拟摩擦系数，取f=0.022（槽角35°重段带与托辊间）;L输送机长度，取L=5000m；圆周驱动力，N;特种的附加阻力，N;特种的附加阻力，N;每米长输送机的质量，kg/m；每米长输送物料的质量，kg/m；托辊每米长旋转部分的质量，kg/m。1）承载、回程分支托辊组每米长度旋转部分的质量计算kg/mkg/m式中：G1、G2——承载、回程分支托辊旋转部分质量，G1=49.5kg，G2=42kg；ao、au——承载、回程分支托辊间距，取ao=1.5m，au=3m。2）每米输送带的质量该胶带输送机选用型号为阻燃NN-500尼龙帆布芯胶带8层，纵向拉断强度是500N/mm·层，则 （式6.5）kg/m式中：δ——帆布芯每层厚度，取δ=1.55mm；δ1——层胶厚度，取δ1=4.5mm；δ2——下层胶厚度，取δ2=3.0mm；i——帆布芯层数，取8层；γ——帆布芯每层质量，γ=1.95kg/m2；γ1——上层胶质量，γ1=5.1kg/m2；γ2——下层胶质量，γ2=3.4kg/m2。求得：整体拉伸强度σB=8×500=4000N/mm，qB=51.7kg/m。3）每米货物质量：kg/m4）倾斜阻力Fst的计算：=N5）主要特种阻力Fs1计算： Fs1=Fsa+Fsb （式6.6）a托辊前倾摩擦阻力Fsa：重载段为等长三托辊，前倾角ε=1°25′ （式6.7）N式中：Cε——槽形系数，槽角为35°时，Cε=0.43；μ0——托辊和输送带间的摩擦系数，一般取0.3～0.4，取μ0=0.3；Lε——输送机长度（装有前倾托辊），Lε=5000m。b导料槽的摩擦阻力Fsb：不设导料槽时，Fsb=06）附加的特种阻力Fs2：Fs2=Fsc+Fsda清扫器的摩擦阻力Fsc：Fsc=A·p·μ3式中：A1个清扫器与胶带接触面积，取A1=0.016、A2=0.024；P清扫器与胶带的压力，一般p=3×104~10×104N/m2，取p=5×104N/m2；μ3清扫器和输送带间的摩擦系数，一般μ3=0.5～0.7，取μ3=0.5；机头部清扫器阻力：Fsc1=A1·p·μ3=0.016×5×104×0.5=400N空段的清扫器阻力：Fsc2=A2·p·μ3=0.024×5×104×0.5=600Nb卸料器的摩擦阻力Fsd：不设导料槽时，Fsd=0Fs2=Fsc1+Fsc2+Fsd=400+600+0=1000N求得：N6.2.3胶带输送机垂度的校核及各点张力的计算1）空、重段阻力计算：空段阻力： （式6.8）N重段阻力： （式6.9）N2）传动滚筒不打滑需要的最小张力S2min计算：使用双滚筒驱动，传动滚筒与输送带之间摩擦系数是μ=0.35，传动滚筒的围包角α=400°，则有eμα=3.4×3.4=11.56。N式中：Ka——启动系数，取Ka=1.3。3）胶带垂度校核按空段胶带悬垂度要求，确定空段最小张力点张力：空段：N重段：N3）满载运行各点张力值计算：根据不打滑条件，传动滚筒奔离点最小张力为65058.78N见图6-1胶带布置图，即图6-1胶带布置图取=65058.78N则：=65058.78N=67010.5N=67010.5N=69020.8N=69020.8N=69020.8N=69020.8N=71091.4NN=146173.48N=503649.06N=518758.53N=534321.29N6.2.4输送机胶带安全系数校核取m0=3.5，Cw=1.5，硫化接头效率η0=0.85。式中：σB=8×500=4000N/mm。所以NN-500尼龙帆布芯输送带满足强度要求。6.2.5输送机功率计算1）轴功率的计算kW2）电动机功率＜3000kW式中：η′——电压降系数，，取η′=0.95；η″——多机传动功率不平衡系数，取η″=0.95；η——传动效率，；η1——联轴器效率，取η1=0.98；η2——减速器传动效率。η2=0.98。通过以上计算，证明在所给条件下，可以使用DSJ160/480/3×1000型胶带输送机。第七章乳化液泵站的选型7.1乳化液泵站的组成乳化液泵站是一种在采煤作业面上极为主要的装置,它可以作为液压支架和外注式单体液压支架的两个主要动力输出点。乳化液泵站主要由乳化液泵,乳化液箱及其他各种附属装置等组成。随着综合机械化开采技术的不断发展，乳化液泵站也在一直地推陈出新。大的方向是增大其生产性能，像提升乳化液的公称压力，公称流量，革新结构，提高稳定性，引进微机自主监控系统等。7.2乳化液泵站的计算7.2.1乳化液泵站压力的确定1）根据初撑力的要求 （式7.1）式中：——确定的支架初撑力，N，取6184KN；——支架立柱缸径，m，取0.28m；——支架立柱个数取4；——考虑到立柱倾斜布置等因素的修正系数，，为立柱倾斜角度；——由初撑力确定的泵站压力。26.6MPa2）根据拉架力和推溜力的要求 = （式7.2）式中：——确定的拉架力，N,取384KN；——推拉油缸缸径，m,取0.14m；——由拉架力确定的泵站压力，N。=≈24.9MPa. = （式7.3）式中：——确定的推溜力，N，取243KN；——推拉油缸活塞杆直径，m，取0.085m；——由推拉力确定的泵站压力,MPa。=MPa取，，大值，即：=MAX｛，，｝，再考虑压力损失，得所需的泵站压力： ≥· （式7.4）式中：压力损失系数,=1.1～1.2。≥26.6×1.1=29.26Mpa7.2.2乳化液泵站流量的确定确定的原则是：液压支架的移架速度≥采煤机的工作牵引速度。即： ≥ （式7.5）式中：——采煤机工作牵引速度，m/min；——支架的移架速度，m/min。≥5.6 = （式7.6）式中：——一台支架支护宽度，一般为1.5m；——移架时间，=+。为降架、移架、升降的动作时间（供液时间）；为操作调整时间。=0.15（分/架） = （式7.7）式中：——所需乳化液泵的额定输出流量，/min；、——移架千斤顶缸径和行程。≈0.14m，≈0.8m；、——前探梁短柱缸径和移架时升降行程。约为0.05～0.1m；、——立柱缸径和移架时升降行程。降架移架时为0.05~0.1m；——升降的立柱个数，取4。即有：，从此式中可求出。 = （式7.8）≥5.6 可得≥320.83L/min。7.2.3选择乳化液泵根据和选泵选择BRW400/31.5乳化液泵。参数参考下表。表7.1乳化液泵参数表名称数据单位进水压力常压公称压力31.5MPa公称流量400L/min曲轴转速650r/min柱塞直径45mm柱塞行程84mm柱塞数目5电机功率250KW外形尺寸3380×1235×1360mm7.2.4乳化液泵的电机功率 （式7.9）式中：——选用乳化液泵的工作压力，；——选用乳化液泵的流量，L/min；——乳化液泵的总效率,取0.85。7.3乳化液箱容积的验算乳化液箱应能容纳以下三部分流量，即：式中：——停泵时管路回流液量，L；——煤层厚度变化造成的液量差，L； =3+ （式7.10）式中：3——三分钟泵的流量，L,取1200L；——箱底存液量，计算时取。 = （式7.11）式中：——主供液和主回液管的内径，cm；——取工作面长度，cm。L = （式7.12）式中：——立柱缸径，cm,取28cm；——工作面煤层厚度变化量，cm,取40cm；——每架支架的立柱数,取4；2——同时动作的支架数。LL乳化液箱应能容纳以下三部分流量。选择RX400/25乳化液箱。在配有W10FX辅助液箱。具体见下表。表7.2乳化液箱参数表名称数据单位公称容积2500L公称压力31.5MPa公称流量400L/min蓄能器容积40L外形尺寸3720×1274×1417mm出厂时蓄能器充气压力18~20MPa重量1910kg7.4乳化液液压式加油支架通常都是需要通过使用液压乳化液技术来将其当作一种起加工作用的介质,它主要指的是由酯包水和油脂乳化油通过不同的液压比例混合进行液压配制而混合成的一种乳白色油状液体,乳化液主要可分有两类:⑴水性酯包油型油脂乳化液(o/w):现在水性脂包油中水型乳化油的油水含量一般范围为3~5%;⑵油性脂包油中水型油脂乳化液(w/o):油包乳化油的总油水含量作用范围一般为15~40%。国内外生产液压乳化支架大都都是采用了这种水包式或者滴油型的液压乳化液第八章井下供电设备选型8.1综放工作面设备选用1）工作面设备a采煤机，MG400/985-WD型采煤机。总装机功率为985kW，其中2台截割电动机，每台截割功率400kW，额定电压1140V。2台牵引电动机，每台牵引功率45kW，额定电压380V，破碎电机1台，每台功率75kW，额定电压1140V，泵站电机一台，每台功率18.5kW，额定电压1140V。b前部工作面刮板输送机。SGZ1000/2000型输送机，额定功率为2×1000kW，额定电压3300V。c后部工作面刮板输送机。SGZ1200/2000型输送机，额定功率为2×1000kW，额定电压3300V。2）顺槽机电设备a破碎机，PLM4500型破碎机。额定功率为525kW，额定电压3300V。b转载机，SZZ1350/700型转载机。其额定功率为700kW，额定电压3300V。c顺槽带式输送机，DSJ160/480/3×1000型输送机。额定功率为3×1000kW，额定电压3300V。带速4.5m/s，带宽1.6m。d乳化液泵，BRW400/31.5型乳化液泵。共2台，额定功率250kW，额定电压1140V。8.2综放工作面供电系统负荷计算8.2.1电压等级中央变电所送来高压10kV，经过移动变电站分别向用电设备供电。井下照明及电钻用电电压采用127V。1）3300V电压，前后部刮板输送机，破碎机，顺槽带式输送机，转载机。2)1140V电压，采煤机，乳化液泵站。8.2.2工作面移动变电站及配电点位置的确定采用了大断面小巷布置方法。将工作点配电站和乳化液泵站等设备分别布置在可伸缩式带式输送机的一侧,随着工作面的推进而移动变配电设备及泵站等设施分别布置在可伸缩式带式输送机的一侧,随着工作面的推进而移动变配电设备及泵站。这种解决方案虽然需要对巷道加宽一些,开拓容易,支护费用高一些,但是为了提供供电,给予液压设备的移动很方便,可以有效地缩短与低压设备的供电距离,缩短与供液线路,减少与电缆连接线路上的液压传感器损失和与液压设备连接线路上的传感器损失;并且便于对变配电装置与供液器件进行操作与维护。8.3移动变电站容量选型及计算1)1#移动变电所的选择1)1#移动变电所的选择1#移动变电站向采煤机，乳化液泵供电，其需用容量值为： （式8.1）式中工作面电力负荷视在功率，KVA；工作面用电设备额定功率之和；工作面电力负荷的平均功率因数；最大一台电动机功率，kW；需要系数。可按下式计算： （式8.2）式中：最大一台电动机功率，kW。KVA选用一台KBSGZY-1600/10型移动变电站，其额定容量为1600KVA＞=1202.8KVA,满足供电要求。2)2#移动变电所的选择2#移动变电站向前部刮板输送机，转载机供电，其需用容量值为： （式8.3）式中参数含义同上。 （式8.4）式中参数含义同上。求得KVA选用一台KBSGZY-3150/10型移动变电站，其额定容量为3150KVA＞=2960KVA,满足供电要求3）3#移动变电所的选择3#移动变电站向后部刮板输送机，破碎机供电，其需用容量值为： （式8.5）式中参数含义同上。可按下式计算： （式8.6）求得KVA选用一台KBSGZY-2500/10型移动变电站，其额定容量为2500KVA＞=2308.6KVA,满足供电要求。4）4#移动变电所的选择4#移动变电站向胶带输送机供电，其需用容量值为： （式8.6）式中参数含义同上。 （式8.7）式中参数含义同上。求得KVA选用一台KBSGZY-3150/10型移动变电站，其额定容量为3150KVA＞=2571.4KVA,满足供电要求。8.4移动变电站高压配电装置选择1）配电装置额定电压：选定为10KV。2）高压配电装置额定电流应大于变压器的最大长时工作电流。变压器最大长时长时工作电流为 = （式8.8）式中：—变压器额定容量，KVA；—变压器高压侧额定电压，KV。1#移动变电站高压配电装置的选择高压侧额定电流为==A通过计算选择BGP46-100/10YZ型高压真空配电装置。2#3#移动变电站高压配电装置的选择高压侧额定电流为==A通过计算选择BGP46-200/10YZ型高压真空配电装置。4#移动变电站高压配电装置的选择高压侧额定电流为==A通过计算选择BGP46-200/10YZ型高压真空配电装置。8.5高压电缆选择及校验按按设计规定及矿用高压电缆选型，初选MYPJ-10KV型矿用10KV铜芯，橡套，双屏蔽电缆。1）供1#移动变电站高压电缆截面选择按长时允许电流选电缆截面 （式8.9）式中：长时间工作电流；需要系数；电动机额定功率，kW；供电系统额定电压，V；平均效率，%；平均功率因数。 （式8.10）式中参数含义同上。求得：查表8.1得50电缆长时允许负荷为173A＞76.4A满足要求。表8.1各种矿用橡套电缆长时允许负荷电流表铜芯主芯截面(mm2)4610162535507095120长时允许负荷电流(A）36466485113138173215260295按经济电流密度校核电缆截面 （式8.11）式中：电缆主芯截面；经济电流密度,参考表8-2。8.2电力电缆经济电流密度表年最大负荷利用小时数（h）经济电流密度（A/mm2）铜芯电缆一班制作业1000~30002.5两班制作业3000~50002.25三班制作业5000以上2求得：==38.2mm2根据高压电缆经济电流密度校验50mm2电缆能够满足。按热稳定校核电缆截面设井下采区变电所10KV母线最大短路容量限制50MVA，最大三相稳态短路电流为：= （式8.12）式中：短路电流的假象时间，及热等效时间考虑井下的高压过电流保护为连续动作，取假象时间为=0.25s；C电缆的热稳定系数，铜芯橡套电缆C=93.4。求得：mm2所需最小截面=15.5mm2＜50mm2.能满足综采工作面高压供电热稳定要求。按允许电压损失校验10kv及以下的高压线路运行过程中的电压偏移损失按照正常负荷下电压偏移速度计算,其值不得大于±7%,具体可采用下式从地上的主变电逐段电缆计算至井下高压线路的最远点,即移动变电站的出入口和进线端。要求: （式8.12）式中：高压电缆线路中的高压损失百分比；兆瓦公里负荷矩电缆损失百分比；L各串级连接的电缆段的长度，km；电缆输送的有效功率，MW。井下中央变电所到1#移动变电站的总压降：地面变电所到井下中央变电所的总压降则总压降按电压损失校核，满足要求。选用MYPJ-6/10-3×50+3×25/3+3×2.5型电缆能够满足供电的要求。2）供2#移动变电站高压电缆截面选择按长时允许电流选电缆截面 （式8.13）式中参数含义同上。。 （式8.14）式中参数含义同上。根据矿用橡套电缆长时允许载流量得95电缆长时允许负荷为260A＞143A满足要求。按经济电流密度校核电缆截面 （式8.15）式中参数含义同上。==71.5mm2根据高压电缆经济电流密度校验95mm2电缆能够满足。按热稳定校核电缆截面= （式8.16）式中参数含义同上。mm2所需最小截面=15.5mm2＜95mm2.能满足综采工作面高压供电热稳定要求。按允许电压损失校验 （式8.17）式中参数同上。井下中央变电所到2#移动变电站的总压降：地面变电所到井下中央变电所的总压降则总压降按电压损失校核，满足要求。选用MYPJ-6/10-3×95+3×50/3+3×2.5型电缆能够满足供电的要求。3）供3#移动变电站高压电缆截面选择按长时允许电流选电缆截面 （式8.18）式中参数含义同上。 （式8.19）式中参数同上。根据矿用橡套电缆长时允许载流量查得95电缆长时允许负荷为260A＞139.6A满足要求。按经济电流密度校核电缆截面 （式8.20）式中参数含义同上。==69.8mm2根据高压电缆经济电流密度校验95mm2电缆能够满足。按热稳定校核电缆截面= （式8.21）式中参数含义同上。求得：mm2所需最小截面=15.5mm2＜95mm2.能满足综采工作面高压供电热稳定要求。按允许电压损失校验 （式8.22）式中参数同上。井下中央变电所到3#移动变电站的总压降：地面变电所到井下中央变电所的总压降则总压降按电压损失校核，满足要求。选用MYPJ-6/10-3×95+3×50/3+3×2.5型电缆能够满足供电的要求。4）供4#移动变电站高压电缆截面选择按长时允许电流选电缆截面 （式8.23）式中参数含义同上。 （式8.24）式中参数含义同上。根据矿用橡套电缆长时允许载流量得95电缆长时允许负荷为260A＞154.6A满足要求。按经济电流密度校核电缆截面 （式8.25）式中式中参数含义同上。==77.3mm2根据高压电缆经济电流密度校验95mm2电缆能够满足。按热稳定校核电缆截面= （式8.26）式中式中参数含义同上。求得：mm2所需最小截面=15.5mm2＜95mm2.能满足综采工作面高压供电热稳定要求。按允许电压损失校验 （式8.27）式中式中参数含义同上。井下中央变电所到4#移动变电站的总压降：地面变电所到井下中央变电所的总压降则总压降按电压损失校核，满足要求。选用MYPJ-6/10-3×95+3×50/3+3×2.5型电缆能够满足供电的要求。8.6低压电缆选择及校验电缆的类型和数量主要是根据电缆所适应的使用条件,电压的等级,以及机械设备在各种条件下的工作状态等因素来进行确定,所选用这些电缆的类型和数量必须遵循《煤矿安全》中的规定。基于《矿井供电技术》可以得出,在煤矿井下的移动装置通常是很好地利用了阻燃电缆。向1140v的采煤发电机提供的电缆宜选ucpq型,1140v井下移动电气设备选用UPQ。8.6.1按长时最大负荷电流与机械强度初选低压电缆截面向三台及以上电动机供电的电缆工作电流为 （式8.28）式中符号同上。表8.3机械强度条件下的最小截面表用电设备名称满足机械强度要求的最小截面/各种采煤机带式输送机、刮板输送机和转载机小功率刮板输送机安全回柱绞车、装岩机调度绞车、照明干线手持式煤电站50～9525～5010～2516～254～64～6（1）供给采煤机，乳化液泵站，喷雾泵站，照明的电缆工作电流为选用3条主芯截面为95mm2的电缆。（2）供给前部刮板输送机，转载机的电缆工作电流为选用2条主芯截面为95mm2的电缆。（3）供给后部刮板输送机，破碎机的电缆工作电流为选用2条主芯截面为95mm2的电缆。（4）供给胶带输送机的电缆工作电流为选用2条主芯截面为95mm2的电缆。8.6.2按允许电压损失校验或复选电缆截面采煤机的机械式电动机在正常工作时的电压程度水平就是决定了采掘机械是否能够正常工作的关键。对于离地点距离最远。容量最高的电动机,例如采煤发动机,工作面式输送发动机等,在较大重载的情况下,应尽量保证安全启动。正常使用时,电动机的端电压适当地应不低于其额定电压的7%~10%,正常使用时的电动机端子电压应为其偏移额定电压的5%。由于在综采电力系统中的工作方式面一般都属于间歇性的负荷,可以使得正常工况下的电压损耗不会超过其额定功率的10%。表8.4不同电网电压下的正常与最大允许电压损失表额定电压/V变压器副边额定电压=1.05/V正常运行时电动机负偏移-5%UN个别情况下电动机最大负偏移-10%UN电动机最小端电压=0.95/V允许电压损失ΔUy=U2N-/V电动机最小端电压=0.9/V允许电压损失ΔUy=U2N-/V127380660114033001334006931200346512136162710833135123966117330114342594102629701958991744951）1#移动变电站供电系统KBSGZY-1600/10/1.2,10000/1140移动变电站负载损耗=8500W，短路阻抗=5.0%。变压器的电压损失 （式8.29） （式8.30）式中：变电站的计算容量；选择变电站的额定容量；变压器在额定负荷下内部电阻上压降的百分比，；ΔP为该变电站的短路损耗；变压器在额定负荷下内部电抗上降压的百分比；变压器在额定负荷下内部阻抗上降压的百分比；变压器负荷的功率因数及相应的正弦值。变压器二次侧额定电压。求得V向采煤机供电电缆的电压损失为 （式8.31）式中：L电缆支线实际长度，km；电动机额定电流，A；电动机额定电压，V；支线电缆芯线单位长度的电阻和电抗。选择以供电距离最远电动机功率最大的采煤机截割电机进行电压损失校核。干路允许电压损失：=117-36.36-40.992=39.648V干线电缆需要最小截面： （式8.32）式中：D铜电缆芯线的导电系数，；A初选电缆的标准截面；初选电缆长度。满足供电的要求。供电的支线电缆的电压损失。选择以供电距离最远电动机功率最大的乳化液泵电机进行电压损失校核。干路允许电压损失：=117-36.36-6.98=73.66V干线电缆需要最小截面：满足供电的要求。2）2#移动变电站供电系统KBSGZY-2500/10/3.45,10000/3300移动变电站负载损耗=10800W，短路阻抗=5.5%。变压器的电压损失 （式8.33） （式8.34）式中含义同上。求得V向前部刮板输送机供电电缆的电压损失为 （式8.35）式中式中参数同上。对前部刮板输送机电机进行电压损失校核。干路允许电压损失：=330-58.78-138.3=132.92V干线电缆需要最小截面： （式8.36）式中参数同上满足对前部刮板输送机供电的要求。向转载机供电的电缆的电压损失。干路允许电压损失：=330-138.3-34.65=157.05V干线电缆需要最小截面：满足供电的要求。3）3#移动变电站供电系统KBSGZY-2500/10/3.45,10000/3300移动变电站负载损耗=10800W，短路阻抗=5.5%。变压器的电压损失 （式8.37） （式8.38）式中式中含义同上。求得V向后部刮板输送机供电电缆的电压损失为 （式8.39）式中式中参数同上。对后部刮板输送机电机进行电压损失校核。干路允许电压损失：=330-58.77-133=138.23V干线电缆需要最小截面： （式8.40）式中参数同上满足供电的要求。向破碎机供电的电缆的电压损失。干路允许电压损失：=330-133-35.3=161.7V干线电缆需要最小截面：满足供电的要求。4）4#移动变电站供电系统KBSGZY-3150/10/3.45,10000/3300移动变电站负载损耗=12800W，短路阻抗=5.5%。变压器的电压损失 （式8.41） （式8.42）式中式中含义同上。求得V向胶带输送机供电的支线电缆的电压损失。干路允许电压损失：=330-127.65-36.17=166.18V干线电缆需要最小截面：满足对胶带输送机供电的要求。8.7短路电流的计算在综采站和工作站的地面进行供电的工程设计,一般可以选择移动式电力变电站的两个高压并网推进配电线路末端地点作为计算短路点的地点,若是一个线路相对较短,可以将其中的选择权移到一个线路的第一端。短路接触点的直流电弧-栅极电阻值被精确估算为达到0.018.7.1电源系统的电抗计算1）1#电源系统电抗为： （式8.43）式中：电源系统电抗，；平均电压，V；井下中