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煤矿采区设计说明书

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第七章 采区排水系统及设备选型

第一节 排水系统

下山采区必须建有能满足要求的排水系统,采区水仓的有效容量应能容纳4h的采区正常涌水量。

说明采区涌水排至地面的排水方式和排水路线。

第二节 排水设备选型

一、说明:

包括排水泵和排水管路的选型。设备和管路选型要有详细的计算过程。

对于最大涌水量和正常涌水量差别较大的下山采区,应有规范的水仓、泵房设计;必须有工作、备用和检修水泵。工作水泵的能力,应能在20h内排出采区24h的正常涌水量。备用水泵的能力应不小于工作水泵能力的70%。工作和备用水泵的总能力,应能在20h内排出采区24h的最大涌水量。检修水泵的能力应不小于工作水泵能力的25%。必须有工作和备用水管。 工作水管的能力应能配合工作水泵在20h内排出采区24h的正常涌水量。工作和备用水管的总能力,应配合工作和备用水泵在20h内排树采区24h的最大涌水量。

二、 排水设备选型

已知条件:采区正常涌水量qz= m3/h,最大涌水量qmax= m3/h,水泵房标高H1= m,排水口标高H2= m,矿井水酸碱度PH=

1、选型计算:

(1)选择水泵

①正常涌水时水泵必须的排水能力

Qz=1.2qz

②最大涌水时水泵必须的排水能力

Qmax=1.2qmax

③水泵必须扬程

Hb=Hc/ηg=(H1—H2)/ ηg

ηg取0.75

④预选水泵

⑤水泵稳定性校验

(2)选择管路

正常涌水时 趟排水管路,最大涌水时 趟排水管路。

①计算管径

取流速Vp=1.5~2.2(m/s),

则排水管内径

dp=[(4Q)/(π×3600Vp)]1/2

必须有工作备用的水管

最大涌水量时,

管路数B=dpmax=[4n3Qe/(π×3beoVp)]1/2/dp (取整)

②计算管路特性

求出阻力系数Rt ,

管路特性方程

H=Hc+(Lp+ Lx)RtQ2/100

(3)确定工况

利用特性方程,绘制管路特性曲线,与水泵特性曲线的交点即为工况点。

工况点流量(m3/h)扬程(m)效率(%)

K

K′

(4)验算排水时间

正常涌水时和最大涌水时每天必须的排水时间分别为

Tz=24qz/(nlQk)

Tmax=24qmax/[(nl+n2)Qk]

无论正常涌水还是最大涌水时,每天的排水时间均符合《煤矿安全规程》第278条要求。

(5)验算电机容量

工况点在水泵工业利用区域内,根据设备手册选配 Kw电机。

第八章 采区供电及装备

第一节 供电系统

说明采区供电系统,包括电源和线路。下山采区泵房的供电线路要采用双回路。

第二节 供电设备选型

一、采区负荷统计: 列表说明

二、采区供电计算

㈠高压电缆选择计算(

15016综采工作面)

1、已知采区装机总容量ΣPe =9939.5KW

2、回采工作面设备需用系数及功率因数

Kx=0.286+0.714Pemax/ΣPe

式中

ΣPe—工作面电机额定容量之和5066KW;

ΣPemax—工作面最大容量电机额定功率1780KW;

需用系数:Kx1=0.6

功率因数:查表得 cospj1=

3、掘进工作面设备需用系数及功率因数

需用系数: Kx2=

功率因数:查表得 cospj2=

4、运输设备需用系数及功率因数

需用系数:Kx3=

功率因数:查表得 cospj3=

5、采区总视在功率

S=Kx1ΣPe1 / cospj1+ Kx2ΣPe2 / cospj2+ Kx3ΣPe3 / cospj3

ΣPe1 — 回采工作面总功率, KW;

ΣPe2 —掘进工作面总功率, KW;

ΣPe3 — 运输设备总功率, KW;

6、按经济电流密度选择电源高压电缆截面:

(1)按高压电缆的最大长时工作电流选电缆截面

(2)按长时允许电流校验电缆截面

(二)变压器容量的选择计算

根据《煤矿安全规程》规定,采掘供电必须分开。

⑴ 采煤工作面变压器的选择

S=Kx1ΣPe1/CosφPj1

根据S值,选变压器 台, 型号:

⑵ 掘进工作面变压器的选择计算

S=Kx2ΣPe2/CosφPj2

根据S值,选变压器 台, 型号:

(3)运输变压器的选择计算

S=Kx3ΣPe3/CosφPj3

根据S值,选变压器 台, 型号:

根据以上计算,×××采区变电所装备 型变压器 台,×××高防开关 台。

(三) 采区低压电缆的选择及低压开关的保护与校验

1.低压电缆的选择

⑴ 按正常允许电压损失选择电缆截面

① 支线电缆的电压损失

Ubl=Pe.Kf.L.1000/(D.Ue.Sz.η)

② 变压器的电压损失

Ub=(ΣPe.Kx.Rb+ΣPe.Kx.tgψpj.Xb)/Ue

③ 允许电压损失

干线电缆的允许电压损失:

ΔUp.ms=ΔUp-ΔUbl-ΔUb

满足电压损失的最小截面为:

Ams=Kde.ΣPe.Lms.1000/(Un.γsc.ΔUp.ms)

干线电缆的选型:

⑵ 按起动条件校验电缆截面

① 采煤机电机的最小起动电压Uq

Uq=Ue()

采煤机在最小起动电压下起动电流Ist

Ist=Ist.n.Uq/U n

此时采煤机支线电缆的电压损失ΔUbl.st

ΔUbl.st=Ist.cosψ/(rsc.Abl)

启动器安装处的电压U

U=Uq+ΔUbl.st

根据以上计算,如果U>0.7Un,满足启动器吸持电压的要求,因此确定采煤机电机端子上的最小启动电压为Uq。

②采煤机启动时各部分电压损失

启动采煤机时支线电压损失 ΔUbl.st=

启动时干线电流和功率因数

Ims.st=

cosψms.st=(Ist.cosψ+Ica.re.cosψ')/Ims.st

式中:

Ica.re=Kde∑PN.re×1000/(Uncosψ')

启动时干线电压损失

ΔUms.st=Ims.stLmscosψ/(γscAms)

③启动时变压器电压损失

ΔUT.st=(Kde∑PN.reRT+Kde∑PN.retgψ.XT)/Un

④启动时总电压损失

ΔUst=ΔUT.st+ΔUms.st+ΔUbl.st

此时采煤机电机端子上的电压为

ΔU2N.T-ΔUst= 〉Uq

因此所选截面满足起动条件的要求。

2、采区低压开关保护的整定及灵敏度检验

⑴供采煤工作面的低压开关

整定值Iz:

Iz≥Iqe+Kx∑Ie

式中:

Iqe—容量最大的电动机的额定起动电流,A;

Kx—需用系数;

∑Ie—其余电动机的额定电流之和,A;

Kx=Id/Iz

Id—短路电流,A;增加计算过程

Iz—整定值,A;

(当Kx大于1.5时,灵敏度验算合格)

⑵供掘进工作面配出开关和向运输线路配出开关的整定值确定和灵敏度验算

第九章 运输系统及设备选型

第一节 运输系统

一、运输路线

1、采区主运输(运煤)路线:

采区各采掘工作面首先采用采掘面运输胶带机运输,经过采区辅助运输巷与主胶带机运输巷之间的横贯运输煤溜与采区主运输胶带机搭接实现集中运输。其次由采区主胶带机将煤运送到采区煤库,最后由主胶带机运输出地面到达筛分楼分选,装运。

其中,综采工作面

2、采区辅助运输(运矸石、材料等)路线:采区矸石、材料及备口配件的运输主要由地面副井绞车运输到井下各采区水平车场,然后由采区辅助运输设备如:调度绞车、无极绳绞车运输到各采掘工作面车场,最后由各队组调料人员将材料在责任范围内卸料,最终将空车按原路线返到地面。

第二节 设备选型

一、主运输设备选型计算:皮带运输机选型

1、选择机型

我矿主提升皮带机,输送能力:Q=700t/h,物料粒度:0-300mm,容重900-1000kg/m3,机长:L=976m,提升高度H=238.678m,倾斜角度:β=15°-7°34′-0°。初步设计给定B=1200mm,带速v=3.15m/s(见图)

初步设计参数:上托辊间距:a0=1200mm,下托辊间距:au=3000mm,承载托辊采用槽型φ133:λ=35°,回程托辊平托辊。导料槽长度3000mm,预选输送带ST2000。

<1>核算输送能力

Q=3.6Svkρ=3.6×0.165×3.55×0.92×900=1746t/h

满足要求。

<2>根据原煤粒度核算输送机带宽

B≥2α+200=2×300+200=800mm<1200mm

输送机带宽能满足输送300mm粒度原煤要求。

<3>计算圆周力驱动力和传动功率

1>主要阻力

FH= fLg[qR0+qRU+(2qB+qG)cosβ]

取模拟摩擦系数f=0.03, qR0=G1/ao= qRo=24.39/1.2=20.325kg/m

qRu=G2/au=18.35/3=6.12kg /m qB=34x1.2=40.8kg/m

qG=Q/3.6v=700/(3.6×3.55)=54.8kg/m

FH=fLg[qR0+qRU+(2qB+qG)cosβ]=0.03×9.81×[976×(20.325+6.12)+(2×40.8+54.8) 951]N=45771N

2>主要特种阻力

FS1= Fε+ Fgl

Fε=CWμ0Lε(qB+ qG)gcosδsinε

=0.43×0.35×951×(40.8+54.8) ×9.81×sin1.5°=3514N

3>附加特种阻力

Fs2=4Fr=4x0.01x105x0.6=2400N

4>倾斜提升阻力

Fst=qGgH=54.8×9.81×238.678=128310N

5>圆周驱动力FU

FU=CFH+FS1+FS2+FSt

=1.14×45771+3514+2400+128310=198304N

6>传动功率计算

传动滚筒轴功率PA为

PA=FUV/1000=198304×3.55/1000=704kW

电动机功率PM为

PM=1.2PA/ηη1η11=1.4×PA1kW=1.4×704kW=986kW

传动系统采用双滚筒四电机模式运作,则每台电动机功率为986/4kW=246kW,选电机型号为YB2-355M2-4 250kW

<4>张力计算

1>输送带不打滑条件校核

F2(s1)min≥FUmax/(eμφ-1)

式中Fumax=KA×FU=1.5×198304=297456N

根据给定条件,取μ=0.3,双滚筒传动φ=φ1+φ2=210+210

eμφ=eμφ1×eμφ1=3×3=9

F2(s1)min≥297456/(9-1)=37182 N

第二滚筒不打滑条件校核:

FS(s1)min≥FU1max1/(eμφ-1)=148728/2=74364 N

输送带垂度校核

F承min≥a0(qB+qG)g/8(h/a)adm

=1.2×(40.8+54.8)×9.81/(8×0.01)=14068 N

F回min≥auqBg/8(h/a)adm =3×40.8×9.81/(8×0.01)=15010 N

2>各特性点张力计算

计算式按不打滑条件计算

Q=700t/h

S1= S274364(89558)

S3 =S4 =1.04S2> F回min77339(93140)

S5= 1.03S479659(95935)

S6=S5+fg[LqRU+(L1+L2x cos7.56°+ L3x cos15°) +1.5Fr-qBxgH-1669(14715)

S7= S8= 1.02S6-1636<15010

取S8=15010反算

S9=1.04S815610

S10=S9+fg[LqRU+(L1+L2x cos7.56°+ L3x cos15°) (qB+ qG) ]+Fs1+ Fst+ qB xgxH271245

S11= S12= 1.04S10+2Fr283295

S12= 1.03S11291794

S13= S14 =1.03S12300548

S15= S16= 1.04S14312570

功率配比2:2

FU1=FU2=FU/2=198304/2=99152 N

S16-1-S1=FU2=99152N

S16-1= FU2 eμ2φ2/(eμ2φ2-1)=99152×[3/(3-1)]=148728N

S1=S16-1-FU2=148728-99152=49576 N

第一滚筒合张力:

F1= FU1max+ FUmax +2xS1=625300 N

第二滚筒合张力:

F2=FU1max+2xS1=2x89558+148728=327844 N

比较以上各种驱动布置形式中各点的张力,取其中的最大值确定各改向滚筒的受力:

滚筒名称滚筒直径/mm合张力/KN滚筒图号许用合力KN

头部180°改向滚筒1250555HY05B8264550

尾部180°改向滚筒100031DTII05B7142110

头部第一45°改向滚筒800127DTII05B6182214

头部第二45°改向滚筒1000218HY05B7222387

尾部45°改向滚筒3153DTII05B206111

第一180°增面滚筒1250613HY05B8264550

第二180°增面滚筒1000183HY05B7222387

前部第一45°改向滚筒100096HY05B7222387

<5>确定传动滚筒

FU1(FU2)max=154kN

传动滚筒φ1250mm

最大扭矩Mmax=154×1.25/2=96kN.m

<6>确定驱动装置

电机型号为YB2-355M2-4 250kW

减速器NSH140FBC-31.5C i=31.5

高速端联轴器计算T=9550XP/Nx1.5=2436N.m

高速端柱销齿式联轴器 ZLL6

低速轴端柱销齿式联轴器 ZL15

<7>拉紧装置计算

1〉拉紧力 F0=S8+S9=30325N

2〉拉紧行程 l=L(ε+ε1)+ln

=976×(0.0025+0.001)+2.5=5.92m

<8>输送带选择计算

输送带最大张力: S16=312570 N

选用变频装置:n1选为7,则GX=(FMAX×n1)/B=312570×7/1200=1823N/mm

选输送带st2000满足需求。

<9>逆止力计算

P3=238.678×700/367=455

P2=0.03×700×(951+49)/367=57.23

P1=0.06×0.03×67.245×3.55×60×1000/367=70.25

W=20.325+6.12+2x40.8=67.245

P=455-0.4×(70.25+57.23)=404

低速轴逆止力矩:T=9550×404×2/53.57=144 kNm

建议低速轴使用选择逆止器NJ320,额定逆止力矩270 kNm

制动器BYWZ5-500/121 1120-2240Nm

<10>托辊核算

1)静载计算

承载分支托辊:P0=e×a0×(Im/v+qB)×9.8

=0.8×1.2×(195/3.55+40.8)×9.8=0.9kN

回程分支托辊:Pu=e×au×qB×9.8 =3×40.8×9.8=1200N=1.2KN

2)动载计算

承载分支托辊Po′=Po×fs×fd×fa=0.9×1.2×1.57×1.14=1.93

回程分支托辊Pu′=Pu×fs×fa=1.2×1.2×1.15=1.656

使用φ133托辊,轴承4G306,使用寿命≥30000h,满足要求

方案:

更换减速器NSH140FBC-28C i=28(带逆止器)

首先应根据原始资料和其他要求选择带式输送机的类型。如选用通用设备还是专用成套设备,是固定式还是吊挂式等。

二、辅助运输设备选型计算:

1、辅助运输设备:

根据采区生产能力初选调度绞车。

2、按巷道最大坡度和最长运输距离进行验算,允许载荷量W

W=[P-QL(sinα+f2COSα)]/( sinα+ f1COSα)

钢丝绳安全系数校验

P=n.2400.(sinα+f1cosα) +qL(sinα+f2COSα)

m=F/ P

当m>6.5, 钢丝绳安全系数能够满足要求;当m<6.5, 钢丝绳安全系数不能满足要求,必须重新选择钢丝绳并验算。

式中:

P—绞车牵引力,

Q—钢丝绳每米重量,kg/m

L—钢丝绳长度,m

f1—取0.015 车轮与轨道的摩擦系数

f2—取0.15 钢丝绳与其接触物的摩擦系数

F—钢丝绳破断拉力总和,

m—钢丝绳安全系数

P—钢丝绳终端载荷,kg

n—每次提升矿车数,

2400—每矿车及载物重量,kg

第十章 压风系统

一、采区压风设备及管路系统

二、采区压风路线

第十一章 防尘系统

说明防尘系统采用的水源、不同巷道采用的管路尺寸及敷设路线等内容。

对水源的水量、水压大小及水质的分析结果进行说明,满足设计采区的供水需求。分段叙述进风大巷、采区进回风巷采用的管径尺寸。严格按《煤矿安全规程》规定设置三通和阀门。采掘工作面、运输转载点等各个生产环节防尘设施做到装备齐全、使用可靠。

第十二章 供水系统

一、采区供水水源、水压及供水管路

二、采区供水路线

第十四章 采区通讯系统

从入矿的接口开始叙述,一直叙述到回采工作面和掘进工作面通讯设备。

文档信息
  • 文档上传人:admin
  • 文档格式:Doc
  • 上传日期:2015年08月07日
  • 文档星级:★★★★★
  • 需要煤安币:5个
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