煤矿采区设计样本

1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=21、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=1.2qz②最大涌水时水泵必须的排水能力Qmax=1.2qmax③水泵必须扬程Hb=Hc/ηg=(H1—H2)/ηgηg取0.75④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，3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(%)KK′(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4一、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=9939.5KW2、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/cospj3ΣPe1—回采工作面总功率，KW;ΣPe2—掘进工作面总功率，KW;5ΣPe3—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)6②变压器的电压损失Ub＝(ΣPe.Kx.Rb＋ΣPe.Kx.tgψpj.Xb)/Ue③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采煤机电机的最小起动电压UqUq＝Ue（qeq/NM）采煤机在最小起动电压下起动电流IstIst＝Ist.n.Uq/Un此时采煤机支线电缆的电压损失ΔUbl.stΔUbl.st＝3Ist.cosψ/(rsc.Abl)启动器安装处的电压UU＝Uq＋ΔUbl.st根据以上计算，如果U0.7Un，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7Ims.st＝2ca.rest.2ca.rest)'.sinI.sin(I)'.cosI.cos(Icosψms.st＝(Ist.cosψ＋Ica.re.cosψ')/Ims.st式中：Ica.re＝Kde∑PN.re×1000/(3Uncosψ')启动时干线电压损失ΔUms.st＝3Ims.stLmscosψ/(γscAms)③启动时变压器电压损失ΔUT.st＝(Kde∑PN.reRT＋Kde∑PN.retgψ.XT)/Un④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/Iz8Id—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9一、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＝800mm1200mm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/mqRu=G2/au=18.35/3=6.12kg/mqB=34x1.2=40.8kg/mqG=Q/3.6v=700/(3.6×3.55)=54.8kg/mFH=fLg[qR0+qRU+(2qB+qG)cosβ]＝0.03×9.81×[976×（20.325+6.12）+(2×40.8+54.8)951]N=45771N2主要特种阻力FS1=Fε+FglFε=CWμ0Lε(qB+qG)gcosδsinε=0.43×0.35×951×(40.8+54.8)×9.81×sin1.5°=3514N103附加特种阻力Fs2=4Fr=4x0.01x105x0.6=2400N4倾斜提升阻力Fst=qGgH=54.8×9.81×238.678＝128310N5圆周驱动力FUFU=CFH＋FS1+FS2+FSt=1.14×45771＋3514＋2400＋128310＝198304N6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YB2-355M2-4250kW4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＋210eμφ＝eμφ1×eμφ1＝3×3＝9F2(s1)min≥297456/(9-1)＝37182N第二滚筒不打滑条件校核：FS(s1)min≥FU1max1/（eμφ-1）=148728/2=74364N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)=14068NF回min≥auqBg/8(h/a)adm=3×40.8×9.81/（8×0.01）＝15010N112各特性点张力计算23456789141112131016115计算式按不打滑条件计算Q=700t/hS1=S274364(89558)S3=S4=1.04S2F回min77339(93140)S5=1.03S479659(95935)S6=S5+fg[LqRU+(L1+L2xcos7.56°+L3xcos15°)+1.5Fr-qBxgH-1669(14715)S7=S8=1.02S6-163615010取S8=15010反算S9=1.04S815610S10=S9+fg[LqRU+(L1+L2xcos7.56°+L3xcos15°)(qB+qG)]+Fs1+Fst+qBxgxH271245S11=S12=1.04S10+2Fr283295S12=1.03S11291794S13=S14=1.03S12300548S15=S16=1.04S1431257012功率配比2：2FU1=FU2=FU/2＝198304/2=99152NS16-1－S1＝FU2=99152NS16-1=FU2eμ2φ2/（eμ2φ2-1）=99152×[3/(3-1)]＝148728NS1=S16-1－FU2=148728-99152＝49576N第一滚筒合张力：F1=FU1max+FUmax+2xS1=625300N第二滚筒合张力：F2=FU1max+2xS1=2x89558＋148728＝327844N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100031DTII05B714211013头部第一45°改向滚筒800127DTII05B6182214头部第二45°改向