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。
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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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