矿井设备选型及供电系统设计Word下载.docx

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4.1采区负荷计算及变压器容量台数确定24

4.2电缆型号及长度的确定26

第5章采区电气设备选择校核34

5.1采区高压开关柜的选择34

5.2矿用低压隔爆开关选择34

5.3真空磁力起动器的选择35

5.4保护装置的整定计算36

第6章采区低压短路电流的计算38

6.1综采工作面短路计算图..................................................................................39

第7章井下照明、信号40

7.1井下固定照明40

7.2采区接地保护措施41

结论.............................................................................................................................43

参考文献.....................................................................................................................44

致45

附录.............................................................................................................................46

（图纸另附）

绪论

一、课题背景

煤炭行业是国民经济的一个重要支柱，目前乃至未来相当长一段时期是我国的主要能源之一。

煤炭工业是我国经济建设的重要基础，随着技术的进步，机械与电气设备不断的更新换代，而井下的供电线路设备也在不断地在淘汰，所以经济合理的设计引进新的电气设备是非常有必要的，同时也要做到安全可靠的进行采区工作面的供电设备布置，所以对矿井采取工作面的设备选型以及供电设计具有重要意义。

二、课题意义

（1）实际应用的角度

世界十大高危行业中，煤矿企业就属于其中一种高危行业，其中许多事故都是由于矿井供电系统设计不合理引起的。

煤矿中如果突然供电中断，不仅会影响生产效率，而且有可能发生大型设备损坏，严重时会出现人身事故。

由于矿山生产环境复杂，自然条件恶劣，供电设备容易受到损坏，可能出现漏电或产生电火花导致火灾和瓦斯煤尘爆炸等事故。

所以井下供电一定要可靠、安全。

在满足可靠与安全的前提下，还应保证供电质量技术的合理性。

同时，还要做到供电系统简单，安装、运行操作方便，使建设投资小和运行费用低。

设计本着安全性、可靠性、合理性、经济性四个方面对矿井供电系统进行设计，以保证矿山企业能够安全生产的同时能做到简操作低能耗。

（2）毕业生的角度

本次设计是大学四年专业知识学习的综合体现，通过这次设计能够让我们熟练掌握机械设备的选型和矿井供电系统的设计，这样有效的把机械与电气融合在一起，体现出本专业的特点。

同时，也在设计中提高课外自主查阅资料的能力，了解我国现在煤炭行业前沿供电技术。

有助于自己以后在机械、供电领域从事工作。

三、课题来源

在呼伦贝尔市扎赉诺尔区灵露矿进行毕业实习，为期15天，我们对灵露矿进行了大量的数据收集。

本次设计是根据灵露矿的地质概况，设计生产量，煤层厚度，煤层倾角等进行设备初步选型，根据选型设备进行负荷统计，进行矿井供电设计。

通过本次矿井主要设备选型及供电系统设计，使我们能够了解国家各项技术经济政策，掌握有关井下设备选型和供电的规程、规定；

能够正确的选择和使用各项设备，为选择与维护奠定良好的基础；

能够正确合理的分析、设计和确定选型供电设计方案，选择、计算和整定、试验各类保护装置；

能够正确合理的布置各种设备；

能够对设计中的各种方案进行技术经济指标的分析和比较，确定最佳方案。

通过本次设计让我们学会设备选型，供电方法，学会如何运用所学知识解决实际问题，使我们具有煤矿企业的设计能力。

第1章矿井基本概况及设计方案确定

1.1矿井基本概述

灵露矿位于满洲里市扎赉诺尔煤田向斜西翼的中部，井田南北走向长3.86km，东西倾斜宽3.27km，面积12.35km2。

2009年7月8日建井，2013年11月26日进行试生产，井田有地质资源量为590.5Mt，可采储量278.3Mt，矿井设计年生产能力为300万吨，矿井服务年限为71.4年。

矿井采用斜井、多水平、分层组方式开拓。

矿井共有三条井筒，分别主斜井1199m（13°

47′、宽3.7m、断面12.4㎡），副斜井920m（13°

42′、宽4.2m、断面14.0㎡）、风井486m（25°

、宽4.2m、断面14.0㎡）。

本矿井属于瓦斯矿井，一采区煤层煤尘具有爆炸的危险性，煤尘爆炸指数为39.11%，Ⅱ煤层自燃倾向等级为一类容易自燃煤层。

矿井CH4相对涌出量为0.498m3/t，CO2相对涌出量为1.676m3/t，CH4绝对涌出量为0.389m3/min，CO2绝对涌出量为1.309m3/min。

无煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出危险，无冲击地压现象。

本矿井采用中央并列式的通风方式，采用主斜井辅助进风、副斜井主进风，回风斜井回风，矿井采用抽出式通风方法。

巷道均按规定设有三通阀门，净化水幕，隔爆水袋，并定期进行消尘，粉尘检测。

综采工作面采煤机外喷雾，液压支架移架喷雾，各点喷雾齐全完好。

各掘进工作面采用净化水幕，隔爆水棚，喷雾降尘，冲洗巷帮降尘，个人防护等综合防尘措施。

1.2矿井煤层情况

煤层厚度

（m）

最大14

煤层结构

较复杂

煤层倾角

（度）

最大7

最小7

最小5

开采煤层

一次采全高

开采方法

放顶煤开采

稳定程度

较稳定

工作面长度

175

倾斜程度

近水平

面积

（km2）

12.35

1.3设计方案确定

在经过经济和技术比较以后，初步确定设计方案。

方案一：

1.灵露矿煤层最大厚度14m，最小厚度7m，属厚煤层，煤层倾角6°

，属近水平煤层根据煤质疏松度，选择普通采煤机一次采全高。

2.液压支架采用综采放顶煤液压支架。

3.采区工作面采用双回路电源供电，单母线接线，分列运行。

一但发生故障采区电路采用并列运行。

方案二：

，属近水平煤层根据煤质疏松度，选择普通采煤机分层开采。

2.液压支架采用综采普通液压支架。

3.采区工作面采用双回路电源供电，双母线分段接线。

方案比较：

在巷道前期准备中分层开采工作量要大于一次采全高，而且在采煤过程中，分层开采要远远小于一次采全高的采煤效率，根据灵露矿煤质疏松所以采用一次采全高采煤工艺。

在液压支架方面综采放顶煤液压支架能达到更好地支护效果。

在矿井供电系统设计中，双回路电源供电是煤矿安全规程中的规定，在接线方面，双母线接线虽然更能达到安全可靠的供电的效果，但是在操作过程中，接线复杂，投资费用大。

而单母线接线有更好地灵活性。

第2章井下主要设备选型设计

设计依据：

煤层倾角6º

，工作面长度约175m，矿井设计生产率300万吨，矿井工作制度：

年工作日为330d，每天为三班出煤，一班检修，每班工作6h，每天提升时间是6h。

灵露矿采用长臂采煤法，综采放顶煤工艺。

为保证回采工作的顺利进行，开采过程中需留1.0m底煤用以护底，0.5m顶煤用以保顶。

因此实际开采厚度为12.5m。

2.1滚筒采煤机的选型

2.1.1滚筒直径的选择

根据灵露矿煤质实际情况及目前我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=（0.52～0.6）hmax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×

3.5=1.82（m）

根据计算值，设计选取2m。

2.1.2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，但是灵露矿煤层厚度大，设计选取截深为0.8m。

2.1.3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，效率降低，截煤比能耗降低。

根据新型采煤机直径2.0m左右的滚筒转速多为25～40r/min左右，直径小于1.0m的滚筒转速可高达80r/min。

滚筒直径为2m，转速取35r/min，则可计算出截割速度。

根据公式:

式中：

vi--截割速度，m/s

D--滚筒直径,m*

n--滚筒转速，r/min

m/s

2.1.4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45％。

采煤机最小设计生产率由下式计算：

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，3000000÷

330=9091（t）

取采煤机的有效开动率为0.4，则采煤机最小设计生产率为：

2.1.5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围变化，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，841.75t/h，

H——采煤机平均采高，3.5m，

B——采煤机截深，0.8m

γ——煤的容重，1.35t/m3

2.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为叶片上每条截线的截齿数，一般取3，n根据上面的计算取35r/min。

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

hmax——截齿在齿座上伸出长度的70％，取45mm。

综上所述，采煤机的牵引速度取V=4.7m/min

2.1.6采煤机小时生产能力计算

工作面按年产3.0Mt，每年按330d计算，工作方式为“四六制”，即三班出煤，一班检修，工作面长度按175m计算，要求采煤机平均落煤能力为：

Qm——采煤机平均落煤能力，t/h；

Qr——采煤机平均日产量，2121.2t/d；

L——工作面长度，175m；

Ls——输送机弯曲段长度，20m；

Lm——采煤机两滚筒中心距，12.81m；

——煤层实体煤容重，1.35t/m3；

——工作面回采率，93%；

Td——采煤机返向时间，1min；

B——采煤机截深，0.8m；

H——平均采高，3.5m；

K——采煤机平均日开机率，0.45。

带入参数计算得采煤机平均落煤能力为：

2.1.7采煤机平均割煤速度

工作面是否达到预定的产量，主要取决于采煤机的切割速度。

2.1.8采煤机最大割煤速度和最大生产能力

采煤机最大割煤速度：

采煤机最大生产能力：

——采煤机最大割煤速度，m/min；

——采煤机最大落煤量，t/h；

——采煤机割煤不均衡系数，取1.45。

Vmax＝1.45×

1.23＝1.78m/min

Qmax＝1.45×

279.4＝405.3t/h

2.1.9采煤机截割功率

按采煤机单位能耗计算采煤机的截割功率为：

N——采煤机截割功率，kW；

——备用系数，取

=1.25；

——采煤机割煤单位能耗，

=0.55～0.85kWh/m3，取

=0.75kWh/m3,则工作面采煤机截割功率为：

N=60×

1.25×

0.8×

3.5×

1.78×

0.7=261.7kW

根据以上计算初步选取型号为MG450/1040-WD的采煤机。

主要参数如下：

MG450/1040-WD采煤机主要参数列表

采高（m）

2.1～4.8

摇臂长度（mm）

2890

机面高度（mm）

526

滚筒直径（m）

2.0

截深（mm）

800

牵引力（KN）

748

牵引速度（m/min）

0～8.69

装机功率（KW）

1040

1.理论生产率：

Qt--理论生产率，t/h

H--工作面平均采高，m

Vq--采煤机截割时的最大牵引速度，m/min

--煤的实体密度，

=1.3～1.4t/m3，一般取1.35t/m3

2.技术生产率

Q=Qt

KL=1970.8

0.6=1182.48t/h

Q--技术生产率

KL--与采煤技术的可靠性和完备性的系数，一般取0.6

3.实际生产率

Qm=Q

K2=1182.48

0.6=709.48t/h

采区综放工作面的实际开采厚度为12.5m，采煤机割煤高度为3.5m，放煤高度为9m，采放比为1:

2.57。

采取放顶煤工艺，所以符合要求。

2.2液压支架的选型

2.2.1工作面支架选型

根据灵露矿的地质概况和给定设计参数，初步选择型号为ZF12000/23/37型四柱支撑掩护式低位放顶煤液压支架。

液压支架的主要参数如下：

高度（m）

2.3～3.7

工作阻力（KN）

12000

中心距（m）

1.75

支护强度（MPa）

1.39

初撑力（KN）

10128

工作压力（KN）

31.5

伸缩量（m）

1.4

伸缩比

1.8

长×

宽（m）

5.24×

1.42

顶梁长（mm）

4370

支护强度和工作阻力

根据上覆岩层压力计算：

综采工作面液压支架受力，主要是受上覆可垮落下位岩层（直接顶）的静压力和上位岩层（老顶）来压时的动压力的影响。

为安全起见，煤层开采后，可及时垮落的上岩层形成对支架的静压力一般按煤层开采后所需的垮落高度来计算。

煤层开采后，上位岩层最大可垮落高度为：

—可及时垮落的上覆岩层厚度（m）；

—直接垮落后未经压实的碎胀系数，取

=1.45；

—煤层最大采高，

=15m。

1.支护强度和工作阻力

尽管直接顶和部分老顶能够随采随冒，但是上位岩层的周期性断裂时，仍然对支架有一定的动载荷。

支架支护强度可按下式估算：

—老顶来压时动载荷系数，取：

k=1.2；

—可及时垮落的上覆岩层厚度，取：

H1=33.3m；

—岩层容重，取：

=21.3kN/m3。

2.确定支架的支护强度之后，即可根据支架的控顶围和支架的结构型式，确定支架的工作阻力。

P=n×

Lmin×

B×

p/（η1×

η2）

=1.2×

5090×

1.75×

0.851/（0.95×

0.95）＝10079kN/架

B—架间距，B＝1.75m；

η1—支护效率，取η1＝0.95；

η2—安全阀波动系数，取η2=0.95；

p—支护强度，0.851MPa；

Lmin—最小控顶距，5090mm；

n—安全系数，取1.2。

3.支架的初撑力

支架的初撑力一般应等于或大于工作阻力的90%即：

10079×

90%=9071.1KN<

10128KN

4.支架的调高围

支架的最大结构高度

H大=M大+S1

=3.5+0.3

=3.8m

H小=M小+S2

=2.4+0.35

=2.75m

S1——伪顶冒落的最大厚度一般取0.2～0.3,取S1=0.3

S2——顶板周期来压的最大下沉量，移架时支架的下降量和顶梁上、底座下的浮矸、浮煤厚度之和一般取0.25—0.35m，0.35

M大与M小——为最大、最小采高3.2m和1.8m

5.支架的伸缩量和伸缩比

支架的伸缩量S=H大－H小

=3.8-2.75

=1.05m<

1.4m

支架的伸缩比m=H大/H小

=3.8/2.5

=1.38<

1.8

符合要求

6.支架数目的计算

=100（个）

式中:

n——支架个数

L——支护长度，m

A——中心距，m

根据验算，煤层可选用ZF12000/23/37型四柱支撑掩护式低位放顶煤液压支架

2.2.2其他液压支架的选型

根据采区工作面情况及和ZF12000/23/37型支架的配套选择，选用端头支架选择为ZTZ30356/20/42型，过渡支架选择为ZFG13000/23/37、ZFG13000/23/40型，超前液压支架选择为ZTC40000/23/42、ZW30400/23/37型。

工作面前、后超前支护采用单体支柱配合π型顶梁进行支护，选用DW型外注式单体液压支柱，工作阻力为200～300kN，棚距为0.8m，超前支护长度为20～30m。

2.3刮板输送机的选型

刮板输送机选型

设计生产率：

A=60hbvkϼ

=60×

4.7×

1.35

=1065.96t/h

h---煤层开采厚度

b---截深

vk---采煤机牵引速度

ϼ---煤的实体密度

由于是方顶煤开采工作面初步选用SGZ—1000/1400型刮板输送机

其主要参数如下：

设计长度（m）

200

出厂长度（m）