煤矿采区供电毕业设计全套.docx
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煤矿采区供电毕业设计全套.docx
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煤矿采区供电毕业设计全套
中国矿业大学(北京)2007级专科毕业设计
中国矿业大学(北京)2007级专科毕业设计
第一部分采区运输系统选型...............................3
第一章概况................................................3
第一节工作面位置及井上下关系..............................3
第二节煤层................................................4
第三节煤层顶底板..........................................4
第四节储量及服务年限.......................................5
第二章采煤方法.............................................5
第一节巷道布置..............................................5
第二节采煤工艺..............................................6
第三节工作面顶板管理........................................7
第四节主要技术经济指标......................................10
第五节设备配置..............................................11
第三章采区运输设备选型计算..................................12
第一节工作面运输设备选型....................................12
第二节桥式转载机、破碎机的选型..............................16
第三节可伸缩带式输送机的选型................................17第二部分采区供电系统...................................27
第一章电气设备选型计算......................................27
第一节综采工作面...........................................28
第二节变压器容量确定.......................................28
第三节开关的确定...........................................29
第二章电缆选型.............................................29
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第一节高压电缆选型.........................................29
第二节低压电缆选型.........................................33
第三章保护装置.............................................38
第一节短路电流计算及过流保护装置计算.......................38
第二节保护接地的确定.......................................39设计说明书.................................................40
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第一部分采区运输系统选型
第一章概况
第一节工作面位置及井上下关系
表1工作面位置及井上下关系表
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第二节煤层表2煤层情况表
第三节煤层顶底板
表3煤层顶底板情况表
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第四节储量及服务年限
一、储量
本工作面顺槽长度为806m,工作面长度为129m,面积59000.2m2,工业储量为15000.3t,按停采线距回风巷40m计算,可推进长度为766m,工作面可采出煤量为268190t。
工业储量:
307220.1(t)
可采出煤量:
(806-40)×129×2.52×1.28×0.95=268190(t)
上述计算中:
0.95—工作面落煤损失
40-保护煤柱,m
二、工作面服务年限
工作面服务年限=可采推进长度/月设计推进长度
工作面服务年限:
766/(0.8×25×9)=4.26个月
上述计算中:
0.8—截深,m
9—每日割煤刀数,刀
25—每月生产天数,天
第二章采煤方法
第一节巷道布置
一、采区设计、采区巷道布置概况
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本工作面位于307盘区,该盘区采用三巷布置,靠工作面依次为盘区回风巷、盘区皮带巷、盘区轨道巷,盘区巷间煤柱20m,可服务工作面4.26个月。
工作面采用双巷布置,切眼沿煤层倾斜布置,走向推进,工作面长度为129m。
两顺槽长度为806m,以停采线距盘区回风巷40m计算,可采顺槽长度为766m。
二、工作面运输巷
2702巷为机轨合一的进风顺槽,巷内铺设皮带一部,转载机一部,破碎机一部,铺设18Kg/m型轨道,轨距600㎜,距工作面30—110m之间布置有移动变电站、乳化液站、喷雾泵、开关列车等移动设备。
巷内布置有防尘洒水管路、排水管路、乳化液管路、供电电缆、照明信号、通讯及监测电缆,巷内安装JD—25型调度绞车和5.5KW排水泵,巷道规格为宽(净)×高(净)=4.1×2.6m,锚杆锚索联合支护。
三、工作面回风巷
5702巷为回风运料顺槽,巷内铺设24㎏/m钢轨,轨距600㎜,布置有防尘洒水管路、排水管路、供电电缆、信号、通讯及监测电缆各一趟,巷内安装JD—25型调度绞车和5.5KW排水泵,巷道规格为宽(净)×高(净)=4.1×2.6m,锚杆锚索联合支护。
四、工作面开切眼
工作面切眼为矩形断面,见底见顶掘进,规格为宽(净)×高(净)=6.0m×2.4m,支护方式为锚杆锚索联合支护。
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第二节采煤工艺
一、工作面正规循环生产能力
W=L×S×h×r×c=129×0.8×2.52×1.28×0.95=359(t)
式中:
W—工作面正规循环生产能力,284t
L—工作面长度,129m
S—工作面循环进尺,0.8m
h—工作面设计采高,2.52m
r—煤的容重,1.28t/m3
c—回采率,95%
第三节工作面顶板管理
一、正常工作时期顶板支护方式
本工作面采用支撑掩护式液压支架控制顶板。
基本支架(ZY5200/1.4/3.6型)60架,支架中心距为1.5m,工作面最小控顶距
4.41m,最大控顶距5.21m,端面距405mm。
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表4支架说明书
二、正常工作时期的特殊支护方式1、超前支护
(1)头顺槽自工作面煤壁算起,沿推进方向20m范围为超前支护区域,支设一梁两柱π型钢梁棚,梁长3.6m,梁垂直煤壁布置。
棚间距为1.2m,由于溜头经常上窜、下滑,故棚腿距定为2.6~3.0m。
当头顺槽超前支护范围内顶板破碎或压力增大时,则在转载机行人侧π型钢梁下增支一排单体柱,支护长度视顶板情况而定。
(2)尾顺槽自工作面煤壁算起,沿推进方向20m范围为超前支护区域,支设一梁两柱π型钢梁棚,梁长为3.2m,梁垂直煤壁布置。
棚间距为1.2m,
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棚腿柱距为2.6m。
当尾顺槽超前支护范围内顶板破碎或压力增大时,则将该区段棚距变为0.6m,共余不变。
三、特殊时期的顶板管理
(一)来压及停采前的顶板管理
1、必须严格按作业规程中的规定进行支护。
2、当工作面初次及周期来压时,移架采用超前擦顶移架的方法,并积极组织生产,加强设备检修减少事故,以加快工作面推进速度。
3、如工作面压力较大,根据实际情况,当班跟班队长负责指挥,在两端头及超前支护段按要求增加支护。
4、停采前的顶板管理,届时另行编制专项措施。
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第四节主要技术经济指标工作面主要技术经济指标见表5
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第五节设备配置工作面机电设备表6
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第三章采区运输设备选型计算
第一节工作面运输设备选型
刮板机选型
一、由以上采煤机数据可知,刮板机生产能力为采煤机80%:
Q刮0.8Q采
0.81000800t/h
222kg/s
二、运输能力的计算
如图1-1所示,刮板运输机连续运输设备的每秒运输能力为Q'qv2011.122k2g/m
式中Q'——输送机每秒运输能力,kg/m;
q——输送机单位长度上的货载质量,kg/m;
v——刮板运行速度,m/s。
图1-1运输能力计算示意图
每小时运输能力为
3600qvQ3.6qv1000
式中Q——输送机运输能力,kg/m;
q1000F'
=1000×0.724×0.29×1
=201kg/m
式中'——煤的松散密度,一般取0.85~1t/m3;
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F——货载在溜槽中的断面计0.724×0.29m,m;
货载的最大横断面积与溜槽的形式和结构有关,还与松散煤的动堆积角有关。
煤的动堆积角一般取20~30度。
图1-2所示为两种不同溜槽的货载最大横断面积。
若输送机铺设时具有一定倾角,加之刮板链在运行中有冲击振动现象等,致使货载断面积减小。
所以,刮运行阻力计算
运行阻力分为直线段、弯曲段连部分运行阻力。
1.直线段运行阻力
Wzhg(qwq0w0)Lcosg(qq0)Lsin
WkgLq0(w0cossin)
式中Wzh——重段阻力,N;
Wk——空段阻力,N;
q0——刮板链单位长度质量,kg/m;
L——刮板输送机实际铺设长度m;
w,w0——货载、刮板链与溜槽间的阻力系数如表3所示。
当刮板链在该段的运行方向是倾斜向上时取“+”,倾斜向下时取“-”。
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2.由以上计算可知:
g=9.8N/kgq=201kg/mw=0.6
qo=15kg/mwo=0.2L=80m=2°
Wzhg(qwq0w0)Lcosg(qq0)Lsin
=9.8×(201×0.6+15×0.2)×80×0.99+9.8×(201+15)×80×0.034
=43248.9N
WkgLq0(w0cossin)
=9.8×80×15×(0.2×0.99-0.034)
=1928.64N
二、牵引力与电动机功率的计算
(一)首先必须确定出刮板链上最小张力点的位置以及数值的大小,才能进行下一步的牵引力、电机功率以及刮板链强度的计算。
工作面输送机一般倾斜向下运输,如图1-4所示。
图1-4
由“逐点计算法”得
S2S1Wk
又WBS2S3
W0nBn14
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故S3S1WkW0nBn
结论:
当WkW0nB0时,S3S1,最小张力点在1点,S1Smin;当n
WkW0nB0时,S3S1,最小张力点在3点,S3Smin。
n
(二)牵引力的计算
如图1-3所示布置为双链刮板运输机,其主动链轮的分离点1位最小张力点,由“逐点计算法”得
S1Smin2(200~0300)0
=6000N
S2S1Wk=6000+1928.64
=7928.64N
S3S2W从=S2(0.05~0.07)S2
=(1.05~1.07)S2
=1.07×7928.64
=8483.64N
S4S3Wzh=(1.05~1.07)S2+Wzh
=8483.64+43248.9
=51732.54N
牵引力为
W0(S4S1)W主=WkWzhW主W从=1.1(WkWzh)
=1.1×(1928.64+43248.9)
=49728.29N
(三)电动机功率计算
1.对于定点装煤的刮板输送机
P49728.291.1Wv==169≈200KW100010000.8
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式中P---电动机的轴功率,KW;
W0---输送机的总牵引力,N;
v-----刮板机牵引速度;m/s;
η------传动装置的效率0.8—0.85。
由于综采运煤量大故选用2×200KW电机双机驱动。
四、刮板链强度的验算
验算刮板链的强度,须计算出链条的最大张力值。
将计算结果中最大张力值代入下式
kNSp
Smax4.2
NSpSmax20.85Sp130693.8当k=4.2时:
4.24.2
Sp=130693.8×4.2÷0.85÷2=322890.5N≤833000N
所以刮板链强度验算合格。
式中k——刮板链抗拉强度安全系数;
N——链条数,单链1,双链2;
——两条链子负荷不均匀系数,单链1,双链0.85;
Sp——一条老干部刮板链的破断力,N。
Sma——刮板链实际承受的最大张力值833000N。
x
第二节桥式转载机、破碎机的选型
一、桥式转载机的选型
桥式转载机的运输能力应大于工作面输送机的输送能力,其输
送能力计算参考工作面刮板输送机有关计算。
由以上数据可知,选用一下设备合乎设计要求。
转载机:
SZZ—764/132;功率:
132KW;
运输量:
900t/h;链速:
1.28m/s
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破碎机:
PCM-110;功率:
110KW;破碎能力:
1000t/h
第三节可伸缩带式输送机的选型
一、选型设计的原始资料:
根据工作条件设计带式输送机,输送长度:
800m;输送机安装倾角:
2°;设计运输生产率:
1200t/h;货载的散集密度:
1.0t/m3;货载在胶带上的堆积角:
30°;货载块度:
300mm;带宽:
1000mm。
1)、带速v的确定
带速v根据带宽和被运送物料的性质确定,根据表2-1,初步确定v=2.0m/s
2)、带宽的确定
按给定条件Q=1200t/h;=1000kg/m3;v=2m/s;查表2-2得k=1.00;物料堆积横截面积为S=Q0.138㎡3.6k
按槽角30动堆角20计算,取带宽B=1000mm。
带式输送机输送能力为
Q3.6qv
Q800800÷3.6÷2=111kg/m=3.63.6
式中Q——带式输送机输送能力,t/h;
q——每米长胶带上的货载质量,kg/m;
v——胶带运行速度,m/s。
对于连续货流所谓带式输送机,每米长胶带上的货载质量为qq10000F'
F111q=1000'10001.0
=0.111m2
式中F——胶带上货载断面积,m2。
17
对于成套设备速度是已知的,求出宽度后还必须按物料块度进行校核
对于未过筛的松散货载(原煤)
B2amax200mm
式中amax——货载最大块度的;横向尺寸,mmap——货载平均块度的横向尺寸,mm。
由上可知B2amax200mm
=2×300+200=800≤1000mm
所以胶带宽度能满足块度要求。
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一)运行阻力计算
q'
g,q'
g'——折算到每米长度上的上、下托辊转动部分的质量,kg/m;G'
g
L'
g17=11.33kg/m1.5
155kg/m3q'g=q'
g'G'
g'
L''
g
式中:
G'
g——17kgL''
g——3m
G'
g'——15kgL'
g——1.5m
G'
g,G'
g'——分别为每组上、下托辊转动部分质量,kg,见表2-5
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L'g——上托辊间距,一般取1~1.5,m;L''g——下托辊间距,一般取2~3,m;
qd——每米长的胶带自身质量,kg/m,普通帆布胶带每米长度的质量可按下式计算
qd1.1Bi(i12)
=1.1×1.0×3×(0.003+0.001+0.002)=19.8kg/m
1.1——胶带的平均密度,1.1t/m3;B——胶带宽度,1.0m;
i——胶带帆布间层数;3~6
——一层帆布的厚度,mm,对于带强560N/(cm层)的帆布胶带,
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平均取=1.25mm;对于带强960N/(cm层)的强力棉帆布胶带,平均取=2mm;
1——胶带上保护层厚度1=3mm;
2胶带下保护层厚度1=1mm;
图2-2带式输送机运行阻力计算示意图
如图2-2所示,胶带在重载段的运行阻力用Wzh表示,回空段的运行阻力用Wk表示。
Wzhg(qqdq'
g)L'cosg(qqd)Lsin
=9.8×(111+19.8+11.3)×800×0.05×0.99+9.8×(111+19.8)×800×0.034=628172.52N
'Wkg(qdq'
g)L''cosgqdLsin
=9.8×(19.8+5)×800×0.04×0.99-9.8×19.8×800×0.034
=2421.62N
式中——输送机倾角,(20);L——输送机长度,800m;
q——每米长胶带上的货载质量,19.8kg/m;
——当胶带在该段的运行方向是倾斜向上时取+号,倾斜向下时取-号;
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',''——槽型阻力系数0.05、平行托辊阻力系数0.040,见表2-4;二)
胶带张力计算
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S1
(1)1S1
(1)所以S4S1m'm'
m'——摩擦力备用系数,一般取m'=1.15~1.2;
——胶带与滚筒之间的摩擦系数,可见表2-6。
对于井下,如果驱动滚筒采用铸胶,一般取=0.3。
表2-6摩擦系数及值
利用“逐点计算法”,列出驱动滚筒相遇点张力S9与分离点张力S1的关系式
S1=SminS1Smin
S2S1
S31.04S2
S41.04S31.042S1
S5S4Wk1.042S1WK
S61.04S51.043F11.04WK
S7S6Wzh1.043F11.04WKWzh
S7S6Wzh1.043S11.04WKWzh
S8S91.04S71.044S11.042WK1.04Wzh
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2.按摩擦传动条件并考虑摩擦力备用问题找出S9与S1的关系
(1)=4.66S1因为S9S1
(1)m'
联立以上两式可求得:
S1=S2=157887.35NS3=195402.84NS4=203218.95N
S5=205640.57NS6=213866.19NS7=842038.71N
S8=S9=875720.26NSminzhg(qqd)L'2
gcos
8ymax
式中ymam,计算时可取ymax=0.025L'
g;x——胶带最大允许悬垂度,
Sminzh——重段胶带最小张力,N。
g(qqd)L'2
gcos
'80.025LgSminzh=5(qqd)L'ggcos
=5×(111+19.8)×11.33×0.99
=7335.72N<S6
同理,可得空载段胶带允许的最小张力为
Smink=5qdL''
ggcos
=5×19.8×5×0.99
=490.05N<S1
胶带悬垂度满足要求。
三)胶带强度的验算
胶带的最大破断力与实际承受的最大张力之比,成为胶带的实际安全系
数。
原则为胶带实际安全系数应不低于允许安全系数。
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1.普通帆布层胶带强度的验算
Bp'in10Smax
式中B——胶带宽度,mm;
i——帆布层数;
p’——一层帆布每厘米宽的拉断力,N/(cm层);
Sma——胶带运行时实际承受的最大张力,N;x
n——胶带的允许安全系数,棉帆布芯橡胶带安全系数见表2-7。
Bp'i10009503由上式可知:
Sma===31666<S9x10910n
由于Smax=31666<S9,所以棉帆布芯胶带不合乎设计要求,改选其它胶带。
2.整芯胶带与钢丝绳芯胶带强度的验算
BpnSmax=Bpn=1000950109500000N﹥S9Smax式中p——每毫米宽钢丝绳芯胶带的拉断力,N/mm。
对于整芯胶带,一般取n=10;钢丝绳芯胶带的安全系数,要求不小于7,
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重大载荷时一般取10~12。
由于Smax=9500000N﹥S9,所以整芯胶带合乎设计要求。
四)
1.牵引力与功率计算由图2-3可知:
W0(SySL)W4~1
=(S4S1)(0.03~0.05)(S4S1)
=(203218.95-157887)+0.05×(203218.95+157887)=63387.24N
2.电动机功率
PkW0v1000
1.263387.242.0=160KW10000.9
考虑15%备用功率,电机容量为:
1.15×160=184≈200KW双滚筒传动功率分配计算(按最小张力分配计算)
N14.45N2
因为N1=5N2,N1+N2=184,可得N1=160KWN2=40KW可选用两台100KW电机用于主、副传动滚筒,。
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第二部分采区供电系统
第一章电气设备选型计算
根据矿井和307盘区所用设备的电压等级,确定盘区14#层布置一个盘
区变电所,电源由14#层坑底中央变电所供给
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第一节综采工作面
综采工作面负荷统计表
第二节变压器容量的确定
从负荷统计表可知,综采工作面需求两种电压即660V和1140V,上列统计表中,660V的用电负荷∑P1=305.5KW1140V的用电负荷∑P2=1207KW。
不考虑具体用电涉及到的需求系数,直接按功率匹配移变,可知道:
660V用电负荷单选一台315KVA移变、1140V的用电负荷单选一台1250KVA移变就能完全满足综采工作面全部用电负荷需求。
如考虑用需用系数的选取
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