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PAGE25呼吉尔特矿区巴彦高勒矿井机电设备选型及供电系统设计摘要通过对内蒙古巴彦高勒煤矿井的现场勘察和研究,得出了该煤矿在深度较大的地区,采用了一次性开采全高的方式采煤。本次学习生毕业设计课题研究的主要目标和内容是为了进行综采各种工作面的机电设备的选型和对各种设备的供电,通过对于采煤机,液压支架,刮板式输送机,转载器,破碎机,胶带式输送机,乳化液泵站等机械设备以及移动变电站,高压电缆及低压电缆以及磁力启动器等设备的选型,掌握各种机械设备和电气设备的选型和供电方法,了解各种机械和电气设备特点。其中主要是介绍了三机配套,综采工作面的布置和配套设施,通过各种设备的相互配合与协调的动作,实现了落煤、装卸煤、运送煤、支护、顶板的自动控制,及对工作面巷道的运输等所有生产工序的完整性。通过对各类机电装置进行选型。这样可以使巴彦高勒煤矿既能够满足工艺要求,又能够进一步地了解和把握综采煤矿工艺流程。关键词:采煤机;液压式支架;输送机;三机配套目录15097摘要 I32133Abstract II31271第一章巴彦高勒矿井概述 196311.1井田位置 1134511.2煤矿交通 3131791.3煤矿水文地质 3216341.4煤层情况 4299801.5煤质情况 5124631.6设计能力及服务年限 5277761.7盘区布置 5228801.8资源储量 6117721.9地形地貌及地表水系 7107231.10井田开拓 798971.11气象及地震情况 814881.12主要自然灾害 813089第二章工作面设备选型原则 9105772.1采煤机选型原则 9289402.2刮板输送机选型原则 9278802.3液压支架的选型原则 10190372.4顺槽运输设备选型原则 1082732.5其他设备选型原则 1128461第三章采煤机选型 12321003.1采高 12234323.2采煤机滚筒直径的选择 12315343.3截深 12124733.4滚筒转速 12190893.5截割速度 1396803.6采煤机割煤时的牵引速度和生产率 14207813.7总装机功率 15126633.8采煤机牵引力 15236583.9选取采煤机 16244013.10采煤机技术参数校核 1721963第四章刮板输送机选型 2054994.1刮板输送机链型的选择 20192004.2刮板输送能力 20294144.3选择刮板输送机 20284874.4刮板输送机输送能力验算 21301094.5运行阻力、牵引力、和功率计算 22105274.6链子强度验算 2520542第五章液压支架选型 2657285.1支架高度 26205215.2确定支架伸缩比 265585.3计算顶梁长度 275625.4顶梁宽度确定 28254405.5底座的宽度 28291445.6选取支架中心距 28285035.7支架的移架步距 29325975.8支护强度与工作阻力 29277375.9确定初撑力 30273915.10移架阻力和推流力 3020245.11选择液压支架 30268295.12验算 32227035.13过渡支架选型及技术参数 34258635.14端头支架选型及技术参数 3412537第六章转载机的选型 3611106第七章破碎机选型 3719926第八章胶带运输机选型 38276778.1选择胶带运输机 3841768.2胶带输送机运输能力校核 38140378.3胶带输送机圆周力计算 3964938.4胶带输送机垂度校核及各点张力的计算 422988.5胶带输送机安全系数校核 4398578.6输送功率计算 44162438.7小结 4415404第九章乳化液泵站选型 4520549.1确定乳化液泵站压力 45215939.2确定乳化液泵站流量 46158499.3选择乳化液泵 47151149.4乳化液泵站压力确定 48260899.5乳化液箱容积 48203499.6乳化液 508538第十章掘进面设备选型 512262610.1选择掘锚机 512563410.2选择局部通风机 5119023第十一章综采工作面三机配套 522654311.1工作面生产能力配套 52698211.2三机性能配套 5311019第十二章工作面供电设计 542126512.1工作面设备选用 54414312.1.1工作面设备 541835612.1.2顺槽机电设备 542694012.1.3掘进机电设备 541185312.2工作面负荷统计及计算 55724712.2.1电压等级 551128812.2.2确定移动变电站和它的配电位置 553148712.2.3负荷统计 551240412.3移动变电站选型及计算 58481112.4移动变电站高压配电装置 612664312.5高压电缆选择和它的校核 62973212.6井下低压电缆选择和它的校核 722323712.6.1按长时最大负荷电流与机械强度选择低压电缆截面 721458112.6.2按允许电压损失校验或复选电缆截面 74421912.7短路电流计算 821570212.7.1电源系统的电抗 831624010.7.2高压电缆的阻抗计算 833028510.7.3移动变电站的阻抗计算 842166712.7.2低压电缆阻抗 861678212.7.3三相短路电流计算 872892412.8低压电缆热稳定校核 88571512.9电磁启动器和低压保护箱选择 89226812.9.1选择电磁启动器 892080712.9.2选择低压保护箱 8923012.9.3小结 9123705结论 9214907参考文献 93巴彦高勒矿井概述井田位置根据呼吉尔特矿区2008年2月批准的矿区总体规划,巴彦高勒井田位于矿区南部,井田范围由6各拐点坐标圈定,面积65.2734km2,本井田与周边矿井关系示意图见图1.1。井田境界拐点坐标见表1.1。巴彦高勒井田位于东胜~神府煤田的东南部,由于主要的可采用煤层比较深,井田内及其周边地区至今尚无生产出大型矿井和中小型煤矿。表1.1拐点坐标点号XY14295278.75236614410.01524295278.75236625051.24334294147.12036625095.73044291524.00036622401.4205428758306064287486.67036614522.350井田与周边矿井关系示意图1.1图1.1煤矿交通煤矿交通位置状况见图1.2。图1.2煤矿水文地质根据《内蒙古呼吉尔特矿区巴彦高勒矿井水文地质补充勘探报告》(2012年11月),井田煤矿水文地质补充勘探状况类型分析可以将其大体划分三类为第一~二类第二型采用裂隙型补充水的井田水文地质勘探状况观测条件中等。预计每年矿井正常平均涌水量797m3/h,最大平均涌水量1196m3/h,根据《煤矿防治水规定》(2009年),矿井的主要水文地质资源类型情况应该较为复杂。故本项目工程设计以提高矿井的自然水文地质探测性能为复杂的基础设防。井田岩的煤层顶部和地下基础层的底板层对岩石的冲击强度相对较低,多为柔弱~半坚硬的砂质岩石。工程调查地质根据调查矿井类型主要分别为第三类第二型第三层状型页岩类和该工程调查地质根据调查矿井条件分别为中等地质类;该调查矿井主要隶属于大型瓦斯煤层矿井;有的煤尘煤层存在发生爆炸的直接危险性;其中的瓦斯煤层主要是容易爆炸发生起火自燃的劣质煤层;没有对土壤地热的直接危害。煤层情况煤层倾角本次发掘井田地层位于现今中国鄂尔多斯高原之东南部,井田的地层构造走向形态基本上按其总体趋势是地层作为一向沿着北西东南方向快速倾斜的典型单斜地层构造,倾向300~320°,地层平均方向倾角1~3°,地层内的生产利用状况沿其结构走向及地层倾向均可能存在一定的幅度变化,但是这个变化趋势总体变化不大。沿着火山路线的南北走向都是呈现纵宽缓慢的波状方向发展,区内没有一次发现明显的火山断裂或者主要是褶皱状的结构,也没有明显的火山岩浆石溢流侵入,地质调查结构简易。煤层厚度井田范围内所包含的煤层为侏罗系中的传统延安组,包括2、3、4、5四个煤组,含有少量的煤8~23层,其中矿山全区或大多数可以开采的煤层4层(矿山编号分别为3-1、4-1、4-2中、5-1),局部可以开采煤层4层(矿山编号分别为2-1、2-2中、4-2上、5-2上),可以开采区零星分布的不可以开采煤层2层(4-1下、4-2下),其余的煤层都是无法开采。主要开采煤层3-1煤可采厚度3.2~6.21m,平均5.9m,该煤层的厚度稳定,厚度和温差变化小,其资源量约占总自然资源量的42.35%。煤质情况井田内的煤质主要为低至高~中等浓度水分,特低灰、少量黑色石油和其他低灰、特少量氧化硫和高~中等浓硫,特低磷和高~小量黑色石油和其他低磷、高、特热值的非常强粘性焰型煤、长焰燃烧型煤及其他弱黏性焰型煤,是良好的民用及工业动力综合利用能源煤。设计能力及服务年限矿井的日常工作日和时间日常管理制度:按照要求设计的每个矿井每人年平均每个工作日330d,每天4班按时进行日常作业,其中3班按时进行日常生产,1班按时进行日常检修。每日的净质量提高工作时间一般控制在16h。本项目矿井自然资源丰富,外部建设环境条件优良、煤质保证严格、用户安全稳定,开采工艺和技术条件优越,开拓工艺系统简便,经济效益好,适于各种类型的矿井建设。矿井的设计生产能力标准确定值为4.2mt/a。矿井井型设计的平均可采储量556.43mt,其中一个最大水平(3-1煤以上)364.33mt,储量中的备用寿命系数大约取1.4,则4.2mt/a井型的电力供电系统服务器的使用寿命年限大约为101a,其中一个最低水平53.0a。扣除已经开始回采的11个矿井开采区生产资源的存储量19.44mt/a(3.5a),矿井当期剩余生产服务资源使用量的年限可以设定为97.5a。盘区布置矿井在井上搬运和井下移交煤炭生产时平均需要分别井下布置1个搬运盘区,即13盘区,井下分别需要布置1个3-1煤炭生产工作水平面,达到4.2mt/a的矿井设计生产能力。首采区域13盘区东西宽2.95km,南北长5.18km,面积约为11.3km2。根据各煤层的相对间距和资源数量,矿井划分3个水平,每个煤层按水平分盘区域共布置6组主要大巷,各一组水平大巷沿着所有采用的煤层方向布置,三条大巷间距50m。根据煤矿瓦斯、通风及道路交通运输等行业技术性能要求,经过综合地测量分析并设计充分考虑每个矿井在巷道工程施工期间的现场和实际工作状态,每个矿井工作面均线上应分别布置两条交通巷道,回风巷一条;散装货物巷和搬运巷道各一条。根据国内外厚层岩煤层综合开采管理技术的研究发展和国际应用趋势现状,结合目前我国井田煤层开采的主要技术基础条件,设计3-1煤层应采用双向长壁煤层综合开采机械化一次采全高大采高落的采煤管理方法,全高大冒采高落煤方法采煤进行人工管理煤层顶板,工作面落法进行管理后退式煤层回采。本矿的首采工作面长度约为300m,推进时的方向长度约2500左右。初期建成的投产地段平均涂料厚度约为5.9m,设计时采用一次性开采全高综采,最大开采高度为6.2m,最小3.2m。资源储量总资源储量(331+332+333+334)共计1040.22Mt。矿井工程设计计算中的地质资源/矿物储量损失是在泛指为了计算使使用矿井的长期工业地质资源/矿物储量损失减去按照矿井设计计算方法所需要计算生产出的自然断层地质煤柱、防水地质煤柱、井田中的境界地质煤柱、地面上的建(构)物。矿井工程设计的实际可持续采用煤矿资源/煤炭储量值在减去各种煤矿工业生产场地和煤矿环形工程安装施工车间采用煤柱与主要采矿井巷采用煤柱之间的采用煤炭储量后,乘以煤矿开采重点区域的资源回收率即可作为整个矿井工程设计的实际可持续采用资源储量。工业用生产场地及厂房环形煤柱安装场地厂房专用煤柱的基本计算敷设方法主要是根据场地岩层沿着位置方向移动的基岩角度方向进行公式计算基本留设,参考了与东胜铁矿煤田其它岗位相邻的工业生产场地厂房和煤矿井,岩层沿着位置方向移动的基岩角度可用公式表示为:其中基岩45°,基岩角度δ=65°。采区煤层回采率厚中薄煤层一般平均取75%,中厚中薄煤层一般平均取80%,薄中厚煤层按85%比例进行计,经综合测量分析该采区矿井煤层设计最大煤层可采储量一般为582.34mt。地形地貌及地表水系井田位于鄂尔多斯高原之东南部,区域性地表分水岭“东胜梁”的南侧,为毛乌素沙漠的东北边缘地带。井田北部地区自然属于青藏高原半温带沙漠性的自然地貌变化特点,大部分井田地区都已经是被第四断层系统的风暴沉积沙丘断层所完整覆盖,多数是呈类似新月形或类似波浪状的小沙丘,没有任何变质基岩的山体出现。区内所有森林动物植被品种数量相对较少,属半封闭荒漠性森林地区。井田内部并没有无常年的大量地表性降水径流。雨水大部分时候是通过地下风沙或积沙直接将水渗透到地下。井田开拓本井田主采煤层3-1煤的赋存深度为628~783m,若采用斜井开拓,主、副斜井提升长度达到1600m左右,已到国内斜井提升设备的极限。根据地质报告,井田内第四系厚度为74~154m,浅部全新统含6m左右的流砂层,斜井施工极为困难,工期也较长。另外,根据临近矿井的施工经验,本矿井筒施工需采用全深冻结,采用斜井开拓明显不合适,因此设计推荐采用立井开拓方式。
井下的主要运输机组均采用胶带式输送电动机,辅助运输则采用不同的轨道胶轮机。气象及地震情况据内蒙古自治区鄂尔多斯乌审旗地区气象站根据历年气温数据分析统计:当地平均最高地区气温+36.6℃,最低气温的年平均值分别为-27.9℃;年各月平均当地降水量密布分别为194.7~531.6mm,平均当地降水量分别为396.0mm,且多部分集中于7、8、9三个降水月内;年平均当地蒸发降雨量分别为2297.4~2833.7mm,平均当地下降降雨量分别为2534.2mm,年平均当地蒸发降雨量约等于占年平均降水雨量总和的5~12倍。井田内部有季风多雨但云雾少,最大地区持续最高风速平均可达24m/s,一般地区持续最高风速2.6~5.2m/s,最大最小冻土沉积深度沙尘为1.71m,最大最小冻土深度沙尘和风暴日为50d/a。据2011年中国对特大地震烈度活动峰峰测值烈度区划图,井田水库所处地震区域的特大地震测量活动烈度峰值地震加速度大约为0.05g,地震烈度活动峰值烈度预测等级峰值为中或相当于特大地震活动强度的其他地方为地震烈度,属于弱弱地震区域的预测峰值范围,历史上亦未多次发生任何造成破坏性的特大地震。主要自然灾害矿区的主要天气和自然灾害是沙尘暴和冰冻的天气。夏季降雨集中,雨量大时低洼处易形成水涝,雨量小时易造成干旱。矿井工业用场地、风井施工场地、矿井安装车站、风井公路等工程用场地及周边无任何洪水、泥石流、滑坡、岩崩及其他工程地质灾害,因此各个建设项目所遭遇的地质灾害发生的概率较低,危害严重程度较低,而且发生的危险性较小。工作面设备选型原则采煤机选型原则采煤机的选型位置应该是否能够满足采煤机对割掘高度的要求以及割掘能力是否符合生产技术要求,采煤机的生产能力也不得低于采煤机的工作平面理论生产能力。凭借已知的和计算出来的采高,滚筒的直径、截深、生产率、发动机功率、牵引力及其牵引运行速度等来确定初选采煤机,.然后和我们初选的支护装置一起,尽可能地与表中所要求提供的成套装置吻含,以有效地节约费用,并通过配套的设备列表来选择输送机。采煤机的初选作出决定后,通过相关的产品说明书等其他有关信息可以获取采煤机的高度、质量、电机、滚筒直径、牵引力、牵速度、电机等参数。并且以此为单位列出了初选的采煤机的主要技术参数。要使整机性能优良,能够安全高效的工作,有健全的保护机制,以达到采煤机长期使用和减少维修工作的目的。刮板输送机选型原则刮板输送机主要是利用刮板链条进行物料输送的一种设备,刮板输送机选型主要可以参考以下几个方面:刮板式输送机可以是水平或者倾斜式输送机的粉状、细胞形及小型块态的物料,对于各种类型的输送物料,对于刮板输送机选型有很多影响,如输送高温性质的物料可以选择耐热型材质,即耐高温型刮板输送机。通过对刮板输送机的输送量进行分析,它们可以决定一个刮板机槽的宽度及其刮板链条的运行速度,进而决定链条的型号及其链轮的直径,根据链速及其链轮的直径,它们就可以精确地计算得出一个刮板头轮的运行转速,在相同的输送量下,选择略大一些的机型就可以使得链速有所降低,从而延长了它们的使用寿命。液压支架的选型原则支架的初始承撑力和支架工作时的阻力量级需要非常适合直接控制顶和顶或老顶底板岩层地带位移时所可能产生的位移压力,把对于空顶岩层地带的顶和老底板岩层位移压力量级的控制设定在了最低压的限度。支架的支护结构特征形式及其作用支护结构特征最重要的是能够充分适应直接支架顶下部变质岩层的发生悬浮破裂冒泡掉落等气候特征,尤其要的是此时要充分能够注意看到当直接顶板上部处于垂直无缝或立柱状的空间环境中的悬浮破裂掉落状态时,要尽可能地尽量保持此处的直接支架上部结构完整。支架的基板底座位置需要由于能够有效适应压在基础上的整块底板而被岩石压并具有较高的土地耐压性和强度,以此也便于有效防止撑撑支架的基板底座被岩石压在无人支撑到底的基础上,影响撑撑支架的横向位移。支架的大小支撑高度大小需要与支架工作在地面的原煤采高相匹配适应,一般使用情况下我们要求支架当原煤采高大时不会产生遗弃大的煤,当要求采低度高小时需要保证煤的支架不容易受到外力压死。当支架煤层滑动倾角较大时,支架上部位应及时设置煤层防倒、免滑动等装置。支架的梁端距应为350mm左右。顺槽运输设备选型原则顺槽搬运装置由桥式旋翼转载机、破碎器、可以伸缩的胶带输送电动机等部分构成。所以选用这些装置是为了确保在工作面上进行采煤的生产率和排放煤炭的生产率提供有效的运输。转载机在输送电能方面的要求不得比采煤机具有较低的输送电能。破碎机在破碎物料输送过程中具有一定的破碎能力,但是必须使用块度大或者不符合要求的煤、岩。可伸缩式胶带输送机在运动时的速度不应该小于旋转式传动机。其他设备选型原则乳化液液压泵站的整体选型系统需要能够结合最大公称空气液压撑撑支架的实际应用情况来对其本身进行系统选型,乳化液液压泵站的最大公称空气压力和最大公称液压流量都要求能够为其本身提供一个公称液压撑撑支架以便使其符合正常工作运行设备工作的最大初始支撑力量和要求,移动机械变电站选型可以通过对类型工作台平面各种移动机械设备的最大功率,功率成本因数等相关参数可以进行应用计算机的方式分析来对其进行系统选型,移动机械变电所的最大输入输出电压参数及其输出容量参数可以充分满足各种类型工作面各种移动机械设备正常工作运行与设备生产的最大需求和要求。采煤机选型采高最大采高6.2m最小采高3.2m平均采高5.9m采煤机滚筒直径的选择双滚筒式采煤机中的滚筒长度通常是不超过最大开采高度的一半。如今双滚筒式采煤发动机的滚筒直径已经完成了标准化,因而在滚筒直径的初始选择上寻到了与标准直径相差很大的型号。 (3.1)式中:D采煤机滚筒直径,m;采煤机最大采高,m。根据计算,设计取3.2m。截深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。它直接决定了工作台面每一次推动时间的高低,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。滚筒转速如今我们日常使用的电机是双滚筒式微型采煤机,各种不同的电机类型也让人可以自由地自行选择多种滚筒式的电机转速。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。取滚筒转速为30r/min。截割速度 (3.2)采煤机截割速度,m/s;选定的滚筒直径,m,取D=3.2m;选定的滚筒转速,r/min,取n=30r/min。采煤机最小设计生产率 (3.3)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: t/d 采煤机最小设计生产率: (3.4) 式中:采煤机最小设计生产能力,t/h;采煤工作面的日产量,12727.27t;采煤机有效开动率,取g=0.888。求得:t/h采煤机割煤时的牵引速度和生产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。选择采煤机的牵引速度,通过分析以下几个部分内容,全面考虑。1)根据采煤机最小设计生产率确定牵引速度V1 (3.5)式中:采煤机牵引速度,m/s;Qmin采煤机最小设计生产能力,t/h,取Qmin=796.25t/h;H采煤机平均采高,m,取H=5.9m;B采煤机截深,m,取B=0.6m;煤的容重,t/m3,取=1.35t/m3。求得:m/s2)按照截齿最大切削厚度确定牵引速度V2可用下式求出。 (3.6)式中:截齿最大切削厚度决定的牵引速度,m/min;hmax截齿最大切削厚度,mm,取70mm;m截齿数,一般取2。m/min3)按照液压支架的推移速度决定牵引速度V3在截割过程中的牵引转矩v需要结合上述三个方面的情况进行全面的考虑之后才能确定。最大的值应不是小于v1,可不应该是大于v2,要与v3搭配,让一台采煤机不但可以很好地完成工业生产的要求,也能减少对齿座或者是叶片的进行切削,还能够保障采煤机的安全运行。通过全面分析,采煤机的牵引速度取V=4m/min。采煤机的生产能力Q为 (3.7)式中参数含义同上。t/h总装机功率 (3.8)式中:Hmax——工作面最大采高,m;B——截深,m;V——最大割煤牵引速度,m/min;Hw——能耗系数,在1.1到4.4之间。采煤机牵引力由于采煤机的运行工况和环境的变化较大,故对采煤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。选取采煤机通过采高,滚筒直径,截深,生产率,电机功率,及牵引速度,牵引力选采煤机型号为MG900/2210-WD型双滚筒交流电牵引采煤机。其技术参数见表3.1表3.1项目MG900/2210-WD采高(mm)3000~6300倾角≤15°≤8°机面高度(mm)2565滚筒直径(mm)Φ3000截深(mm)8651000卧底量(mm)450摇臂摆动中心距(mm)8550摇臂长度(mm)3000摇臂摆角上摆角49.9°下摆角25.6°滚筒转速r/min24.428.130.2牵引力(kN)1000~500牵引速度0~11.5~23m/min(0~50~100Hz)调速和牵引方式交流变频调速,齿轮销轨式无链牵引装机功率(KW)900×2+100(150)×2+150+40对接面联接方式4-M85液压螺栓联接Φ供电电压(V)3300机器重量(T)135采煤机技术参数校核1)采煤机最大采高校核 (3.9)式中:采煤机最大采高,m;A机面高度,m,取A=2.56m;H采煤机截割部电动机高度,m,H=0.42m;L摇臂长度,m,取L=3.0m;αmax摇臂向上摆动的极限高度,=49.9°;D滚筒直径,m,D=3.0m。求得:m>5.9m采煤机最大采高符合生产要求。最小采高校核采煤最小采高hmax不小于采煤机高度A,支架顶梁高度,过机高度三项之和。 (3.10)式中:采煤机最小采高,m;h1支架顶梁高度,0.5m;h2过机高度,不应小于0.1~0.25m,取0.1m。求得:>2.56+0.5+0.1=3.16m工作面最小采高3.2m,满足最小采高的要求。3)卧底量校核最大卧底量按下式计算: (3.11)式中:摇臂向下摆动最大角度,25.6°。求得:mm采煤机最大卧底量450mm,符合要求。采煤机最大牵引速度校核采煤机截割的最大牵引速度。 (3.12)式中:运输机输输能力;H平均采高,5.9m;B采煤机截深,0.8m;煤的实体容重,1.35t/m3。刮板输送机的运输能力用下式计算。 (3.13)式中:刮板输送机的运输能力;煤的容量,1.35t/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3.2。表3.2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:=6045.90.81.351.51.051=2408.62t/h则: m/min>2.08m/min (3.14)计算结果满足要求。采煤机移动时需要克服的牵引阻力T用下式计算。 (3.15)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0~3°,取0.15。求得:T=0.51350+0.181350(cos3-0.2+20.12)+1350sin3=998KN<1000KN计算结果满足要求。刮板输送机选型刮板输送机链型的选择刮板链由一个带有链条的刮板连接而成,它们是对刮板式输送电动机的一种牵引必不可少的结构,拥有运走货载的功能。现在普遍采用的三种类型刮板链分别是边双链,中两个或中一个或多个链。中双边拉链力量均相对于边双链均匀,预紧时拉力适中,水平弯曲运动性能也更优。目前采用输送量大的两种工作横截面长和输送功率高的两种工作面轻型的带刮板式交流输送电动机通常直接采用中间或小链。综上所述选择配有中双链的刮板输送机。刮板输送能力刮板输送机的运输能力用下式计算。 (4.1)式中:刮板输送机的运输能力;煤的容量,1.35t/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。可由表3-2查得。=6045.90.81.351.51.050.9=2167.75t/h选择刮板输送机根据运输量=2167.75t/h和工作面长度L=300m,选择SGZ1000/2000型输送机。它的详细参数见表4.1。表4.1刮板机参数表项目SGZ1000/2000输送能力(t/h)2500工作长度(m)300装机功率(kw)2×1000刮板链速(m/s)1.537链条规格(mm)2-48×152链型中双链中部槽规格(mm)1500×1000×376中板厚度(mm)50(60)封底板厚(mm)40哑铃销强度(kN)4000额定电压(V)3300刮板输送机输送能力验算 (4.2)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。 (4.3)式中:F货载断面积,;煤的松散容重,0.83~1.0;装满系数,见表4.2。货载断面积根据图4.1求得 (4.4)式中:溜槽承载段横截面积;原煤在溜槽中的动堆积面积。图4.1货载断面积图表4.2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:m2=1000·F=1000×0.47×0.9×0.95=381kg/mt/h因为≥,所以输送机符合要求。运行阻力、牵引力、和功率计算重段运行阻力 (4.5)式中:A——设计生产率t/hL——出厂长度,mV——刮板链速m/sVk——牵引速度4m/s (4.6)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;q0刮板链每米质量,kg/m;L输送机长度,m;β输送机铺设倾角;w,w0货载及刮板链在溜槽内的阻力系数,见表4.3;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4.3刮板链在溜槽中的移动的阻力系数图类型阻力系数ww0单链0.4~0.60.3~0.4双链0.6~0.80.3~0.4空段运行阻力 (4.7)考虑曲线段阻力及弯曲段的附加阻力,则总牵引力 (4.8)对于各个特殊点的张力,按两端分别布设传动器和张力点进行分析,首先要确定最小张力点的位置,各点的位置如图所示,然后据"逐点计算法"来进行计算。如图4.2。图4.2 (4.9)故最小张力点在3点 (4.10)
(4.11) (4.12)
(4.13)电动机轴上的总功率 (4.14) (4.15) (4.16)考虑20%的备用功率,取电机功率备用系数k=1.2,则 (4.17)由计算知,用两端布置传动装置时电动机功率足够。链子强度验算 (4.18)链子强度系数 (4.19)式中:k刮板链抗拉安全系数;n链条数,单链n=1,双链n=2;链条间负荷分配不均匀系数,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。链子强度足够。选型设计完成。液压支架选型支架高度支架高度可由下式计算: (5.1) (5.2)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0.2m;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:=6.2-0.2+0.2+0.1=6.3m=3.2-0.2-0.2-0.1=2.7m确定支架伸缩比液压支架最大支撑高度和最小支撑高度之比叫做伸缩比。 (5.3)式中:伸缩比。求得:=1.3计算顶梁长度顶梁计算如下,见图5.1所示。图5.1液压支架简图顶梁全场: (5.4) (5.5)式中:——铲煤板铲尖到煤壁的距离,m,取150mm;y=F+G+J+V (5.6)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,3.5m;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:L=b1+b2+b3=150+250+1250+350+400+800+450-3.5tan20-450+1100+500=4798.7mm。顶梁宽度确定支架的宽度是指顶梁最小及其最大的宽度。顶梁宽度取决于支架间距及其结构类别。我国法律规定的支架标准中心线分别是1.5m和1.7m。支架顶梁一般装有活动侧护板一般形成170~200mm。支架的中央线间距离约为1.7m时,最小宽度一般1600~1630mm,最大宽度一般1670~1700mm。通过分析取中心距1.75m,宽度取1.68m。底座的宽度其中装在支架上的基础部和底座的最大宽度为1.1~1.2m。通过不断扩展或者不断增大支架底座的内部横向宽度平稳性及尽量减小对支架底板的比重挤压,厚重型煤层结构支架的最大底座横向宽度目前己经有望能够逐步增长至1.3m以上,。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,选取支架中心距选择与刮板输送机溜槽长度配套的中心距。取1.75m。支架的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。支护强度与工作阻力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。 (5.7)式中:其主要作用在基层支架上的基层屋面和支架顶板上的基层岩石结构体系,一般情况可以被选取5~8。顶板如果运行条件良好、周期性未来下行压力不明显时,则应当直接取为顶板下限,否则顶板应当直接取为顶板上限;H采高,m;顶板岩石密度,一般取2.3×kg/m。=0.644MPa液压运动支架的安全保护运动强度通常为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。 (5.8)式中:F—支架的支护面积,m;P支架工作阻力,KN。 (5.9)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,1.68m;—架间距,m,取0.2m。求得:支架上每个立柱的平均长度总工作效率压力公式为 (5.10)式中:支架总工作阻力;支架支撑效率,支掩护式和支撑掩护式支架取=80%左右。求得:确定初撑力对于不稳定和中等稳定顶板,为了维护机道上方的顶板,应取较高的初撑力,约为工作作阻力的80%;取初撑力为工作阻力的80%,为6356.28KN。移架阻力和推流力厚煤层支架为300~400KN。取移架阻力为350KN。推溜力一般为100~150KN。推溜力取135KN。选择液压支架选ZYG12000/26/50D型支撑掩护式液压支架。特征参数见表5.1。表5.1液压支架参数表序号项目参数名称单位数值1支架支架高度支架宽度支架中心距支护强度(f=0.2)底板前端比压(f=0.2)初撑力(P=31.5MPa)工作阻力(P=43.3MPa)操作方式重量泵站压力mmmmmmMPaMPaKNKNTMPa2900~65001680~188017501.25~1.302.10~4.44872812000约46.531.52立柱根数缸径柱径初撑力(推/收)(P=31.5MPa)工作阻力(推/收)(P=43.3MPa)液压行程(一级/二级)根mmmmKNKNmm2(双伸缩)420/310400/2804364600034903平衡千斤顶根数缸径/杆径初撑力(推/收)(P=31.5MPa)工作阻力(推/收)(P=43.3MPa)行程根mmKNKNmm1(普通)250/1601546/9132125/12556454推移千斤顶根数缸径/杆径推溜力/拉架力行程根mmKNmm1(普通)200/140505/9909605侧推千斤顶根数缸径/杆径推力/拉力行程根mmKNmm4(内进液)100/70247/1262006抬底千斤顶根数缸径/杆径推力/拉力行程根mmKNmm1(内进液)140/105485/212260验算1)底板比压校核液压支架的底板比压为2.1MPa小于底板比压2.16~2.2.35MPa满足使用条件。2)工作阻力初撑力验算即所选定的支架在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。不过如果使用高度与支架自己的最大支撑高度差距很小时或立柱倾斜角较少时,可以忽略计算。3)顶板覆盖率支架顶梁对支护面积的覆盖率为 (5.11)式中:覆盖率;顶梁宽度,m,取1.68m;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:覆盖率应符合顶板性质的要求,一般不稳定顶板不小于85%~95%;中等稳定顶板不小于75%~85%;稳定顶板不小于60%~70%。经计算得出该支架满足条件。支架布置台数 (5.12)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1.66-1.86m,取1.75。求得:过渡支架选型及技术参数所选型号为ZYG12000/26/50D型过渡支架。主要技术参数见表5.2。表5.2参数名称单位数值支架高度mm2600~5000支架宽度mm1680~1880支架中心距mm1750支护强度(f=0.2)MPa1.14~1.17底板尖端比压(f=0.2)MPa3.13~4.41初撑力(P=31.5MPa)KN8728工作阻力(P=43.3MPa)KN12000操作方式电液控制重量T约43泵站压力MPa31.5端头支架选型及技术参数所选型号为ZYT12000/26/50D型端头支架。技术参数见表5.3。表5.3参数名称单位数值支架高度mm2600-5000支架宽度mm1680~1880支架中心距mm1750支护强度(f=0.2)MPa0.99~1.02底板尖端比压(f=0.2)MPa2.85~4.41初撑力(P=31.5MPa)KN8728工作阻力(P=43.3MPa)KN12000操作方式电液控制重量T约43.5泵站压力MPa31.5转载机的选型根据运输量=2167.75(t/h)选取SZZ-1000/400中双链桥式转载机。技术参数见表6.1。表6.1项目SZZ-1000/400中双链桥式转载机运输能力(t/h)2500长度(m)50适应角度水平倾角±10°走向倾角±10°电动机型号YBSD2-400/200-4/8功率(KW)400绝缘等级H冷却方式双速水冷供电电压(V)3300刮板链形式规格(mm)链速(m/s)中双链2×34×1261.83破碎机选型根据运输量=2167.75t/h选取PLM3000型轮式破碎机。技术参数见表7.1。表7.1破碎机参数项目PLM3000破碎能力(t/h)3000最大入口断面(mm)800×800出口粒度(mm)150-300电动机型号YBSS-250功率(KW)250转速(r/min)1485电压(V)3300破碎轴转速(r/min)429刀齿顶圆线速度(m/s)2.1传动速比1:3.1外廓尺寸(mm)4840×2775×1694(长×宽×高)胶带运输机选型选择胶带运输机根据运输量=2167.75t/h,运输长度1600m,初选DSJ140/300/3×315型可伸缩胶带输送机。输送能力3000/h,带宽1600mm,带速4m/s。电动机功率3×315W,电压1140V。胶带输送机运输能力校核1)按输送能力计算 (8.1)式中:B输送带的宽度,m;Υ带速,m/s,υ=4m/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=3000t/h。求得:m2)按块度要求计算 (8.2)式中:a煤的最大的块度,a=300mm。求得:B≥800mm计算可知带宽B=1400mm,满足使用条件。其实际运输能力:t/h>2500t/h胶带输送机圆周力计算 (8.3) (8.4)根据式(6-3),(6-4)得:式中:C附加阻力系数,L取1600m取C=0.92;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=1600m;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/m (8.5) kg/m (8.6)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 (8.7)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/m (8.8)4)倾斜阻力Fst的计算: (8.9)N5)主要特种阻力Fs1计算: Fs1=Fsa+Fsb (8.10)托辊前倾摩擦阻力Fsa:重载段为等长三托辊,前倾角ε=3 (8.11)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。导料槽的摩擦阻力Fsb:不设导料槽时,Fsb=0附加的特种阻力Fs2: Fs2=Fsc+Fsd (8.12)清扫器的摩擦阻力Fsc: Fsc=A·p·μ3 (8.13)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=600N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:N胶带输送机垂度校核及各点张力的计算1)空、重段阻力计算:空段阻力: (8.14)=22687N重段阻力: (8.15)=69650+11395=81045N2)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 (8.16)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 (8.17)重段: N (8.18)3)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8.1胶带布置图,即图8.1胶带布置图取=14530.4N则:=14530.4N=14966.3N=14966.3N=15415.3N=15415.3N=15877.7N=15877.7N=16354.4N=39041.4N=40212.6N=77409.6N=79732N=82124N胶带输送机安全系数校核取m0=3.5,Cw=1.5,硫化接头效率η0=0.85。 (8.19) (8.20)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。输送功率计算1)轴功率的计算 kW (8.21)2)电动机功率<945kW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DSJ10/300/3×315型胶带输送机。小结本章通过顺槽胶带输送机所需的运输能力,进行选型,通过验算各种参数确定胶带输送机能够达到生产要求。乳化液泵站选型确定乳化液泵站压力1)根据初撑力的要求 (9.1)式中:确定的支架初撑力,N,取6356.28KN;支架立柱缸径,m,取0.42m;支架立柱个数取2;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。 (9.2)2)根据拉架力和推溜力的要求 = (9.3)式中:确定的拉架力,N,取990KN;推拉油缸缸径,m,取0.2m;由拉架力确定的泵站压力,N。=≈31.5MPa. = (9.4)式中:确定的推溜力,N,取505KN;推拉油缸活塞杆直径,m,取0.14m;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: ≥· (9.5)式中:压力损失系数,=1.1~1.2。≥31.5×1.1=34.64Mpa确定乳化液泵站流量确定的原则是:液压支架的移架速度≥采煤机的工作牵引速度,即: ≥ (9.6)式中:采煤机工作牵引速度,m/min;支架的移架速度,m/min。≥4 = (9.7)式中:一台支架支护宽度,一般为1.75m;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) = (9.8)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。≈0.2m,≈0.96m;、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2。即有:,从此式中可求出。=≥4可得≥344L/min。选择乳化液泵根据和选泵。选择的型号为BRW400/31.5乳化液泵其技术参数见表9.1。表9.1乳化液泵参数型号公称流量公称压力电机功率电机转速外型尺寸重量BRW400/31.5400L/min31.5MPa250KW1480r/min1100×1450×7001800kg乳化液泵站压力确定 (9.9)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。kW乳化液箱容积乳化液箱应能容纳以下三部分流量,即: =++ (9.10)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+ (9.11)式中:3三分钟泵的流量,L,取1200L;箱底存液量,计算时取。】 = (9.12)式中:、主供液和主回液管的内径和长度,cm;取工作面长度,cm。 L (9.13) = (9.14)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。L=++=1200+500+577.3+197=2474.3L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9.2。表9.2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1910kg乳化液液压支架通常使用乳化液作工作介质,它是由水和乳化油通过不同比例配制而成乳白色液体,国内外的液压支架多用水包油型乳化液。掘进面设备选型选择掘锚机选择MB670型掘锚机,高3.2m,长11.2m,截割宽度5.4m,缩回宽度4.9m。额定电压1140V,额定功率510KW,其中截割电动机270KW,液压电动机132KW,物料传动电动机2×36KW,传送带传送电动机36KW。爬坡能力18°。选择局部通风机选择No8.0型局部通风机,转速2970r/min,风量1260~675m3/min,额定电压1140V,额定功率2×45KW。综采工作面三机配套工作面生产能力配套1)工作面小时生产能力: (11.1)式中:工作面需要的生产能力,t/h;日生产能力,t/d;N日作业班数;M每日检修班数;t每班工作时数;2)核算采煤机可实现的生产能力: (11.2)式中参数含义同上。采煤机的生产率为Q1=60×5.9×0.8×4×1.35=1529.28(t/h)3)核算刮板输送机可实现的生产能力 (11.3)式中参数同上。各个装置可以实现的最高生产能力必须是等于或超过工作方面所需的最高生产能力。其输送机的运输能力比采煤机的产量多20%左右总之保证经计算得出满足配套条件。三机性能配套采煤机的割煤速度要能够液压支架的移架速度相匹配。液压支架的高度要与采煤机的采高相适应。刮板输送机和转载机的联接应满足相互间的移动和转动的要求等。工作面供电设计工作面设备选用工作面设备1)采煤机,型号:MG900/2210-WD,总装机功率是2210KW,其中2台截割电动机,每台截割功率900kW,额定电压3300V。2台牵引电动机,每台牵引功率100kW,额定电压380V,破碎电机1台,每台功率100kW,额定电压1140V,泵站电机一台,每台功率40kW,额定电压1140V。2)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。顺槽机电设备1)破碎机,PLM3000型破碎机。额定功率为250kW,额定电压3300V。2)转载机,SZZ1000/400型转载机。其额定功率为400kW,额定电压3300V。3)胶带输送机,DSJ140/300/3×315型输送机。额定功率为3×315kW,额定电压1140V。带速4m/s,带宽1.4m。4)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。掘进机电设备掘锚机,MB670型掘锚机,额定功率510KW,额定电压1140V。局部通风机,No8.0型局部通风机,额定功率2×45KW,额定电压1140V。工作面负荷统计及计算电压等级中央变电所经过2000米以外送来高压10kV,经过移动变电站分别向用电设备供电。井下照明用电电压采用127V。1)3300V电压:采煤机,刮板输送机,破碎机,转载机。2)1140V电压:胶带输送机,乳化液泵站,掘锚机,局部通风机。确定移动变电站和它的配电位置采用大断面单巷布置法。将工作点配电站和乳化液泵站等设备布置在可伸缩式胶带输送机的一侧,随着工作面的推进而移动变配电设备及泵站等设备布置在可伸缩胶带输送机的一侧,随着工作面的推进而移动变配电设备及泵站。负荷统计移动变电站负荷统计图如下表所示表12.11#变电站负荷统计图设备名称部位电动机型号电动机数额定功率/kW额定电压/V额定电流A额定功率因数cosφNMG900/2210-WD采煤机截割电机YBCS2-90022×90033001800.88牵引电机YBQYS2-15022×1501140550.9破碎电机YBRB-15011501140900.85泵站电机YBRB-401401140260.87照明41140/1272小结功率∑PN2294加权平均功率因数cosφpj0.7表12.22#变电站负荷统计图设备名称型号电动机型号电动机数额定功率/kW额定电压/V额定电流A额定功率因数cosφN乳化液泵BRW400/31.5YBK2-355M2-42250×21140147×20.9小结功率∑PN500加权平均功率因数cosφpj0.7表12.33#变电站负荷统计图设备名称型号电动机型号电动机数额定功率/kW额定电压/V额定电流A额定功率因数cosφN刮板输送机SGZ1000/2000YBSS2-1000G21000×23300224×20.82转载机SZZ-1000/400YBSD2-400/200-4/814003300251/1720.86破碎机PLM3000YBSS-250125033001500.88小结功率∑PN2650加权平均功率因数cosφpj0.7表12.44#变电站负荷统计图设备名称型号电动机型号电动机数额定功率/kW额定电压/V额定电流A额定功率因数cosφN胶带输送机DSJ140/300/3×315YBSS3-3153315×31140336×30.82小结功率∑PN945加权平均功率因数cosφpj0.7表12.55#变电站负荷统计图设备名称型号电动机型号电动机数额定功率/kW额定电压/V额定电流A额定功率因数cosφN掘锚机MB670YBSS-510/1140151011405500.82局部通风机No8.0YBSS2×45/1140245×2114045×20.86小结功率∑PN600加权平均功率因数cosφpj0.7移动变电站选型及计算1)1#移动变电站向采煤机供电,其需用容量值为: (12.1)式中:工作面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: (12.2)式中:最大一台电动机功率,kW。求得KVA选用一台KBSGZY-2500/10/3.45型移动变电站,其额定容量为2500KVA>=1941KVA,满足供电要求。2)2#移动变电所的选择2#移动变电站向乳化液泵站供电,其需用容量值为: 式中参数含义同上。 式中参数含义同上。求得 KVA 选用一台KBSGZY-630/10/1.2型移动变电站,其额定容量为630KVA>=500KVA,满足供电要求。3)3#移动变电所的选择3#移动变电站向刮板输送机,转载机,破碎机供电,其需用容量值为: 式中参数含义同上。 式中参数含义同上。求得KVA选用一台KBSGZY-2500/10/3.45型移动变电站,其额定容量为2500KVA>=2385KVA,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: 式中参数含义同上。可按下式计算: 求得KVA选用一台KBSGZY-1000/10/1.2型移动变电站,其额定容量为1000KVA>=810KVA,满足供电要求。5)5#移动变电所的选择5#移动变电站向掘锚机和局部通风机供电,其需用容量值为: 式中参数含义同上。 式中参数含义同上。求得KVA选用一台KBSGZY-800/10/1.2型移动变电站,其额定容量为800KVA>=780KVA,满足供电要求。移动变电站高压配电装置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 = (12.3)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BGP60-200/10型隔爆型高压真空配电装置。2#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BGP60-50/10型隔爆型高压真空配电装置。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BGP60-200/10型隔爆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BGP60-100/10隔爆型高压真空配电装置。5#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BGP60-50/10型高隔爆型高压真空配电装置。高压电缆选择和它的校核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 (12.4)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。 式中参数含义同上。求得:根据矿用橡套电缆长时允许载流量查表12.6得70电缆长时允许负荷为215A>128.8A满足要求。表12.6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 (12.5)式中:电缆主芯截面;经济电流密度,参考表12.7。表12.7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:==64.4mm2根据高压电缆经济电流密度校验70mm2电缆能够满足。按热稳定校核电缆截面假设井下采区变电所10KV母线最大短路容量限制50MVA,最大三相稳态短路电流为: = (12.6) (12.7)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<70mm2.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及以下高压线路中的电压损失按在正常负荷下的电压偏移不得超过±7%,具体可以用下式从地面主变电逐段电缆算到井下高压最远点,即移动变电站的进线端为止。要求: (12.8)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-6/10-3×70+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 式中参数含义同上。。 式中参数含义同上。根据矿用橡套电缆长时允许载流量查表10-5得25电缆长时允许负荷为113A>30A满足要求。按经济电流密度校核电缆截面 式中参数含义同上。==15mm2根据高压电缆经济电流密度校验25mm2电缆能够满足。按热稳定校核电缆截面= 式中参数含义同上。mm2所需最小截面=15.5mm2<25mm2.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-6/10-3×25+3×16/3+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 式中参数含义同上。。式中参数含义同上。根据矿用橡套电缆长时允许载流量查表10-5得95电缆长时允许负荷为260A>54A满足要求。按经济电流密度校核电缆截面 式中参数含义同上。==27mm2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 式中参数含义同上。式中参数同上。根据矿用橡套电缆长时允许载流量查表10-5得25电缆长时允许负荷为113A>47A满足要求。按经济电流密度校核电缆截面 式中参数含义同上。==24.5mm2根据高压电缆经济电流密度校验25mm2电缆就能够满足。按热稳定校核电缆截面= 式中参数含义同上。求得:mm2所需最小截面=15.5mm2<25mm2.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-6/10-3×25+3×16/3+3×2.5型电缆能够满足供电的要求。5)供5#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 式中参数含义同上。式中参数含义同上。根据矿用橡套电缆长时允许载流量查表10-5得25电缆长时允许负荷为113A>46.9A满足要求。按经济电流密度校核电缆截面式中参数含义同上。==23.45mm2根据高压电缆经济电流密度校验25mm2电缆能够满足。按热稳定校核电缆截面=式中参数含义同上。求得:mm2所需最小截面=15.5mm2<25mm2.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-6/10-3×25+3×16/3+3×2.5型电缆能够满足供电的要求。井下低压电缆选择和它的校核按长时最大负荷电流与机械强度选择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 式中符号同上。表12.8机械强度条件下的最小
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