XXX煤礦機電設備選型設計

WORD格式整理版/第一章綜采工作面配套設備選型1.1機械化采煤工作面類型的確定與論證XXX煤礦煤層最大厚度2.9m,煤層傾角6°,煤層截割阻抗A＝375N/mm,頂板巖性：老頂為Ⅲ級,直接頂為2類,工作面設計長度為110m,設計年產(chǎn)量為75萬t/a。本礦煤層賦存條件較好,煤層為進水平煤層,煤層厚度適中,為2.9m,井型為中型礦井,設計能力為75萬t/a,直接頂為2類中等穩(wěn)定頂板,老頂為Ⅲ類頂板,周期來壓強烈,要求工作面支護強度較大。根據(jù)本礦工作面條件及我國目前采煤方法的類型及設備配套情況,設計確定工作面的方法為綜采一次采全高。1.2液壓支架的選型影響液壓支架選型的因素影響液壓支架選型的因素,主要考慮煤層頂?shù)装宸€(wěn)定性,煤層厚度、傾角賦存狀況及瓦斯含量等情況,其中以煤層及頂、底板穩(wěn)定性影響較大。本礦煤層厚度2.9m,傾角6°,煤層賦存條件較好。本礦工作面煤層直接頂為2類頂板,屬中等穩(wěn)定頂板,強度較高,強度指數(shù)在31～70kg/cm2之間,發(fā)育大量節(jié)理裂隙,隨采隨落。本礦工作面老頂為Ⅲ級頂板,周期來壓強烈,對支架支護強度的要求較高。1.2.2液壓支架的選型1.2.2.1架型的選擇液壓支架根據(jù)對頂板的支護方式和結構特點不同,可分為支撐式、掩護式、支撐掩護式三種基本型式。支撐式支架頂梁長,立柱多,且垂直支撐,工作阻力大,切頂能力強,通風斷面大,后部有簡單的擋矸裝置,架間不撐緊,對頂板不密封,它適應于穩(wěn)定或堅硬以上直接頂和周期來壓明顯和強烈的老頂條件。掩護式支架有寬大的掩護梁可擋住采空區(qū)冒落的矸石,它的頂梁較短,支柱少且傾斜支撐,架間密封,支架工作阻力較小,切頂能力差,但由于頂梁較短,控頂面積小,支護強度不一定小,它使用于不穩(wěn)定和中等穩(wěn)定直接頂條件。支撐掩護式支架兼有上述兩種支架的結構特點,頂梁較長,立柱較多,呈垂直或傾角較小傾斜支撐,故工作阻力大,切頂能力強,具有掩護梁架間密封,擋矸掩護性能好,它使用于穩(wěn)定以下各類頂板,有取代支撐式支架的趨勢,但結構復雜,重量較大,價錢相對較高。由于本工作面的直接頂類別及老頂級別均以確定,所以可直接根據(jù)"適應不同類級頂板的架型及支護強度表"直接選擇。根據(jù)表中給定的架型選擇標準,確定本工作面的支架類型為支撐掩護式。雖然該支架結構復雜,成本較高,但該類型支架技術成熟,安全性高,工作性能穩(wěn)定,對不同地質條件的煤層適應性強,應用廣泛。1.2.2.2液壓支架結構參數(shù)的確定Hmax＝hmax＋aHmin＝hmin－S2－b－C式中：Hmax——支架最大支護高度,m,Hmin——支架最小支護高度,m,hmax——煤層最大厚度,2.9mhmin——煤層最小厚度,取2.4m,a——考慮偽頂,煤皮冒落后,支架仍有可靠初撐力所需要的支撐高度的補償量；中厚煤層取200mm,S2——頂板最大下沉量,取160mm,b——支架卸載前移時,立柱伸縮余量,煤層厚度大于1.2m時取80～100mm,本次設計取100mm,c——支架頂梁上存留的浮煤和碎矸石厚度,取100mm。則：Hmax＝2.9＋0.2＝3.1mHmin＝2.4－0.16-0.1-0.1=2.04m1.2.2.3支架支護強度的確定1、根據(jù)經(jīng)驗公式估算：q＝K·H·R式中：q——支架支護強度,t/m2,K——作用于支架上的頂板巖石厚度系數(shù),我國取6～8,設計取8,H——最大采高,2.9m,R——巖石容重,一般取2.3t/m3。則：q＝8×2.9×2.3=53.36t/m22、直接查表選取根據(jù)頂板條件及煤層厚度,直接查表可知支架支護強度為：72t/m2據(jù)以上計算及查表選取,確定支架支護強度為72t/m2。1.2.2.4選擇液壓支架型號根據(jù)支架結構參數(shù)及支護強度,設計選取支架型號為ZY—35型。該支架技術參數(shù)如下：支架初撐力：188.4噸力〔1884kN,支架工作阻力：400噸力〔4000kN,底板比壓：18.6公斤力/厘米2〔1.86MPa,泵站工作壓力：200公斤力/厘米2<20MPa,支護強度：73噸力/米2<0.73MPa。1.3單體液壓支柱工作高度,支護強度及型式的選擇1.3.1支柱最大工作高度Hmax及最小工作高度Hmin的計算Hmax＝hmax－cHmin＝hmin－s－c－a式中:Hmax——支柱最大工作高度,m,Hmin——支柱最小工作高度,m,hmax,hmin——煤層最大最小采高,分別為2.9m,2.4m,c——頂梁高度,96mm,s——最大控頂距處頂板頂板下沉量,160mm,a——支柱卸載高度,80mm。則：Hmax＝2.9－0.096=2.804〔mHmin＝2.4－0.16－0.096－0.08=2.064〔m1.3.2單體液壓支柱的工作阻力及支護密度單體液壓支柱的工作阻力選取DZ-25型,即工作阻力為25kN。單體液壓支柱的支護密度確定如下：由于工作面最大采高為2.9m,選型時按照3m采高進行選取支護強度為：1.6×35=56<噸/米2>即0.56MPa。支護密度：56÷25=2.24〔根/m21.3.3單體液壓支柱型式及鉸接頂梁的選擇單體液壓支柱的型式分為內注式及外注式。根據(jù)內注式和外注式的使用條件,本設計選用外注式單體液壓支柱。外注式單體液壓支柱重量相對較小,制造成本低,伸縮比大,適用于中厚煤層之中。鉸接頂梁的選擇：根據(jù)采煤機截深,取0.6m,鉸接頂梁的長度取截深的整數(shù)倍。1.4滾筒采煤機的選擇1.4.1采煤機性能參數(shù)的計算與決定1.4.1.1滾筒直徑的選擇根據(jù)目前我國采煤機生產(chǎn)現(xiàn)狀及使用情況,設計選用雙滾筒采煤機。雙滾筒采煤機滾筒直徑應大于最大采高hmax的一半,一般可按D=〔0.52～0.6hmax選取,采高大時取小值,采高小時取大值。目前雙滾筒采煤機的滾筒直徑也已經(jīng)系列化,所以滾筒直徑的選取選取和標準直徑相近的數(shù)值。D=0.52×2.9=1.508<m>根據(jù)計算,設計取1.6m。1.4.1.2截深的選擇截深的選擇,受煤層厚度、傾角、頂板穩(wěn)定性、截割阻抗、及液壓支架的推移步距影響。中厚煤層一般選取0.6m～0.8m,同時考慮到我國生產(chǎn)的采煤機大部分截深在0.6m左右,設計選取截深為0.6m。1.4.1.3滾筒轉速及截割速度滾筒轉速的選擇,直接影響截煤比能耗、裝載效果、粉塵大小等。轉速過高,不僅煤塵產(chǎn)生量大,且循環(huán)煤增多,轉載效率降低,截煤比能耗降低。根據(jù)實踐經(jīng)驗,一般認為采煤機滾筒的轉速應控制在30～50轉/分較為適宜。設計取45轉/分。滾筒直徑為1.6m,轉速為45轉/分,則可計算出截割速度為3.768米/秒。1.4.1.4采煤機最小設計生產(chǎn)率采煤機最小設計生產(chǎn)率與采煤機有效開動率有關。雖然綜合機械化開采在我國中厚煤層一次采全高工作面的應用已經(jīng)成熟,機械設備的生產(chǎn)加工技術也比較完善,設備可靠性也大大提高,但采煤工作面煤層潛在的變數(shù)及機械設備的檢修等的各種因素均影響采煤機有效開動率,我國平均水平在40％左右。設計取正常開動率為40％。采煤機最小設計生產(chǎn)率由下式計算：式中：Qmin——采煤機最小設計生產(chǎn)率,t/h,W——采煤工作面的日平均產(chǎn)量,750000÷300=2500〔t0.4——采煤機有效開動率。則：1.4.1.5采煤機在截割時的牽引速度及生產(chǎn)率采煤機截割時牽引速度的高低,直接決定采煤機的生產(chǎn)效率及所需電機功率,由于滾筒裝煤能力,運輸機生產(chǎn)效率,支護設備推移速度等因素的影響,采煤機在截割時的牽引速度比空調時低得多,采煤機牽引速度在零到某個值范圍內變化,選擇截煤機時的牽引速度,要根據(jù)下述幾個方面因素,綜合考慮。1、根據(jù)采煤機最小設計生產(chǎn)率Qmin決定的牽引速度V1,m/min式中：Qmin——采煤機最小設計生產(chǎn)率,260.4t/h,H——采煤機平均采高,2.65m,B——采煤機截深,0.6mγ——煤的容重,1.35t/m32、根據(jù)截齒最大切削厚度決定的牽引速度V2,采煤機截割過程中,是滾筒以一定的轉速n,同時又以一定的牽引速度V2沿工作面移動,切削厚度呈月牙規(guī)律變化,如果滾筒一條截線上安裝的截齒數(shù)為m,則截齒最大的切削厚度hmax在月牙中部,可用下式求出。mm上式中,m一般取3,n根據(jù)上面的計算取45轉/分。一般來說,hmax應小于截齒伸出齒座長度的70％,根據(jù)國產(chǎn)采煤機的實際情況,取45mm。則：m/min式中：h’max——截齒在齒座上伸出長度的70％,取45mm。則：3、按液壓支架的推移速度決定牽引速度V3一般講支架的推移速度應大于采煤機的牽引速度較好,這樣可保證采煤機安全生產(chǎn)。截割時牽引速度V應根據(jù)上述三方面情況綜合分析后確定,其最大值應等于或大于V1,但應小于V2,并與V3協(xié)調,使采煤機既能滿足工作面生產(chǎn)能力的要求,又可避免齒座或葉片參與截割,并能保證采煤機安全生產(chǎn)。綜上所述,采煤機的牽引速度取V＝4m/min采煤機的牽引速度確定后,則采煤機的生產(chǎn)率Q為Q＝60·H·B·V·γt/h將上述確定的直帶入公式求得采煤機的生產(chǎn)率為Q＝60×2.65×0.6×4×1.35＝515.16〔t/h1.4.1.6采煤機所需電機功率由于采煤機在截割和裝載過程中,受到很多因素的影響,所需電機功率大小,很難用理論方法精確計算,常采用類比法或比能耗法來估算。采用比能耗法估算電機功率,是根據(jù)采煤機生產(chǎn)率和比能耗〔截割單位體積煤所消耗電功率試驗資料來確定。如果比能耗確定適當,計算值就比較合理。本設計煤層截割阻抗為AX＝375N/mm,根據(jù)下述公式可求得采煤機截割時的比能耗HωX式中：HωX——煤層截割比能耗,kW·h/t,AX——煤層截割阻抗,375N/mm,A——基準煤截割阻抗,取190N/mm,HωB——基準煤比能耗,通過插入法計算知,當牽引速度為5.5m/min時,基準煤比能耗為0.39kW·h/t。則：由于本設計采煤機為雙滾筒采煤機,所以后滾筒的截割比能耗可由下式求得。式中：K3——后滾筒工作條件系數(shù),根據(jù)采煤機割煤方式,取0.8。則：采煤機所需電機功率為：式中：K1——功率利用系數(shù),采煤機用一臺電機驅動,取1,K2——功率水平系數(shù),查表取0.95<牽引速度調節(jié)方式為自動調節(jié),電機最大轉矩和額定轉矩的比值取2.2～2.4>則：由于國內采煤機的功率均以系列化,根據(jù)計算數(shù)值就近選取,設計選采煤機的功率為300kW。1.4.1.7采煤機牽引力根據(jù)采煤機電動機的功率,可直接查表求得采煤機的牽引力。查表：采煤機牽引力250～300kN。1.4.2初選采煤機及其配套設備根據(jù)采高,滾筒直徑,截深,生產(chǎn)率,電機功率,牽引力及牽引速度,初步選擇采煤機型號為MLS3H-340,查閱煤炭科學院等編制的采煤機械化成套設備參考資料一覽表,確定選用ZC5-ZY35成套設備。但其刮板機的運輸能力偏小,設計選取電機功率為320kW。且其機電設備選型大部分為國家淘汰產(chǎn)品,本次設計根據(jù)實際進行了適當調整。設備選型配套情況見下表1－4－1：表1－4－1ZC5－ZY35成套設備表型號規(guī)格單位數(shù)量工作面液壓支架ZY-35架100采煤機MLS3H-340臺1刮板輸送機SGZ-764/320臺1單體液壓支柱DZ25根20順槽轉載機SZB730/110臺1帶式輸送機DSP－1080/1000臺1破碎機PCM－110臺1乳化液泵XRB2B－80/200臺2乳化液泵箱XRXTA臺1噴霧泵站XPB－250/55臺2液壓安全絞車YAJ－13臺1端頭端頭液壓支架D1ZY－35組2單體液壓支柱DZ25根40金屬鉸接頂梁HDJA根50電器設備移動變電站KSGZY－630/1.14臺2KSGZY－315/0.69臺1臺1高壓電纜連接器AGKB30－200/6000個8饋電開關BKD9-400/1140F臺2BKD9-200/690F臺2磁力啟動器QJZ-2×120/1140型臺1BQD10－80ZD／1140型臺1BQD10－200ZND／1140型臺1BQD10－200ZND／1140型臺1QJZ-2×200/1140型臺1QJZ-2×200/1140型臺1BQD10－120ZD／1140型臺1BQD10－120ZD／1140型臺1BQD10－80ZND／660型臺1BQD10－80ZND／660型臺1BQD10－80ZND／660型臺1BQD10－80ZD／660型臺1煤電鉆變壓器綜合裝置BZ80－2.5臺1KSGZ－4/0.66臺1礦用照明燈具KBY－622×6W套50KBY－15W個50電纜UYPJ-3.6/6-3×25+3×16m2800UYP-0.38/0.66-3×35+1×10m150UYP-0.38/0.66-3×95+1×25m550UYP-0.38/0.66-3×25+1×10m300UYP-0.38/0.66-3×35+1×16m180UYP-0.66/1.14-3×70+1×16m420UCP-0.66/1.14-3×70+1×16+3×6m121YC－500/3×4＋1×4<mm2>m250YC－500/3×10＋1×6<mm2>m1000采煤機主要技術參數(shù)見表1-4-2。表1-4-2采煤機主要技術參數(shù)表型號高度〔m質量〔kg電機高度〔m減速箱高度〔m搖臂長度〔m擺角范圍〔°MLS3H-3402～3.2300000.60.61.1965°～17°1.4.3初選采煤機主要技術參數(shù)的校核1.4.3.1最大采高的校核本設計最大采高hmax為2.9m,滾筒直徑D為1.6m,采煤機高度A及所需底托架高度B可由下式計算：A＝hmax＋B＝hmax－式中：A——采煤機高度,mhmax——工作面最大采高,2.9mH——采煤機截割部減速箱高度,一般等于電機高度,0.6mL——搖臂長度,1.19mαmax——搖臂向上擺動最大角度60°,D——滾筒直徑,1.6mS——運輸機槽幫高度,0.220m則：A＝2.9＋＝1.37〔mB＝2.9－1.4.3.2最小采高的校核采煤工作面最小采高hmin應大于采煤機高度A,支架頂梁高度h1,過機高度h2,〔頂梁與采煤機機身上平面之間的距離三項之和,即采煤機與支護設備應能通過煤層變薄帶,滾筒不割巖石。hmin＞A＋h1＋h2式中：h1——支架頂梁高度,0.33mh2——過機高度,不應小于0.1～0.25m,取0.15m,則：hmin＞1.37＋0.033＋0.15=1.533m工作面最小采高2.4m,選型滿足最小采高的要求。1.4.3.3臥底量校核最大臥底量Kmax按下式計算：Kmax＝A－式中,βmax——搖臂向下擺動最大角度,20°Kmax＝1.6－=0.16〔m采煤機臥底量一般為90～300mm,最大臥底量為0.16m,滿足要求。1.4.3.4采煤機最大截割速度的校核運輸機、采煤機、液壓支架在結構性能之間有相應的配套要求。運輸機的生產(chǎn)能力一般應略大于采煤機的生產(chǎn)率,以便把煤及時運走,不出現(xiàn)堆煤現(xiàn)象。根據(jù)此原則,可把運輸機的運輸能力看成采煤機的最大生產(chǎn)率,此時采煤機截割的最大牽引速度為：式中：——運輸機的運輸能力,800t/hH——平均采高,2.65mB——采煤機截深,0.6mγ——煤的實體容重,1.35t/m3則：設計選取得截割牽引速度為4m/min,計算值大于選取值,滿足要求。1.4.3.5采煤機牽引力的估算采煤機移動時必須克服的牽引阻力T為：T＝K2G＋fD〔cosα－K2＋2K3±Gsinα式中：f——摩擦系數(shù),取平均值0.18K1——經(jīng)驗系數(shù),取0.7K2——估算系數(shù),取0.2K3——側面導向反力對牽引阻力影響系數(shù),導向板在采空區(qū)側布置,煤層傾角傾角為6°,取0.402最后一項,當向上牽引時,取正號,向下牽引時,取負號。1.5采煤機、支護設備、輸送機配套關系圖采煤機、輸送機、支護設備均已系列化,選取設備時,應根據(jù)計算參數(shù)選擇相近參數(shù)的設備。本次設計根據(jù)計算選擇綜采成套設備ZC5－ZY35,并根據(jù)設計的實際情況進行了適當?shù)男薷摹９ぷ髅嬖O備配套關系圖見附圖。第二章礦山運輸機械選型設計2.1回采工作面運輸機械的選擇設計2.1.1設計原始資料1、回采工作面生產(chǎn)能力Qc〔t/hQc＝60·h·b·γ·V式中：h——回采平均高度,2.65mb——滾筒截深,0.6mγ——原煤容重,1.35t/m3V——采煤機牽引速度,4m/min則：Q＝60×2.65×0.6×1.35×4=515〔t/h2、刮板輸送機的鋪設長度L〔m設計工作面長度為110m,刮板鋪設長度為110m。3、刮板輸送機的鋪設傾角〔β煤層傾角為6°,刮板輸送機的鋪設傾角最大按6°考慮。4、物料的散碎密度〔γ物料散碎密度為0.9t/m3。2.1.2刮板輸送機的驗算2.1.2.1驗算運輸能力刮板輸送機的運輸能力為Q＝3.6Fγψ〔V－Vc/60式中：F——運行物料的斷面積,經(jīng)過SGZ764-320型刮板的運行物料斷面積為0.28m2γ——物料的散碎密度,0.9t/m3V——刮板鏈速,1.1m/sVc——采煤機牽引速度,4m/minψ——裝滿系數(shù),查表可知,當β為6°時,取0.8則：Q＝3.6×0.28×900×0.8×〔1.1－4/60=749t/h＞Qc＝515t/h所選刮板輸送機適合。2.1.2.2運行阻力計算〔1重段直線段的總阻力Wzh＝〔q·ω＋q1·ω1L·g·cosβ－〔q＋q1L·g·sinβ＝118092N式中：q——中部槽單位長度貨載質量,kg/mq＝Qc/3.6V＝749/3.6×1.1=189kg/m,q1——刮板鏈單位長度質量,18.8kg/mω——物料在溜槽中運行阻力系數(shù),取0.7ω1——刮板鏈在溜槽內移行的阻力系數(shù),取0.3L——刮板輸送機的鋪設長度,110mβ——刮板輸送機的鋪設傾角,6°?！?空段直線段的總阻力Wk＝q1·L·g〔ω1cosβ±sinβ上述式中,"＋"、"－"的選取,該段向上運行時去"＋",向下運行時 取"－"經(jīng)計算,Wk＝8331N〔3彎曲段運行阻力工作面刮板輸送機在推溜時,機身產(chǎn)生蛇形彎曲,由此產(chǎn)生的附加阻力為①重段彎曲段的附加阻力Wzhw＝0.1Wzh=11809N式中：Wzhw——重段彎曲段附加阻力,N②空段彎曲段附加阻力Wkw＝0.1Wk=831N③刮板鏈繞經(jīng)從動鏈輪處的阻力Wc＝〔0.05～0.07Sy＇=640N式中：Sy＇——刮板鏈在從動鏈輪處的阻力, 10665N④刮板鏈繞經(jīng)主動鏈輪時的阻力Wz＝〔0.03～0.05〔Sy＋Sl＝656N式中：Sy＇——刮板鏈在主動鏈輪相遇點的張力,10665NS1——刮板鏈在主動鏈輪分離點的張力,11198N?？偟臓恳0可按下式計算W0＝1.21<Wzh＋Wk>＝1.21<118092+8331>=152971N2.1.2.3刮板鏈張力的計算〔1判斷最小張力點的位置設計選取雙機頭驅動,按兩端布置傳動裝置分析,Wk－1/2W0＜0,則1點為最小張力點?！?用逐點計算法求各點張力通常從最小張力點開始計算。計算簡圖如下：S1=Smin＝6000NS2=S1＋Wzh＝6000＋118092＝124092NS3=S2－W0＝124092－152971/2＝47606.5NS4=S1+Wk=6000+8331=14331N2.1.2.4牽引力及電動機功率計算設計為機采工作面,刮板輸送機的總牽引力為W0＝1.21<Wzh＋Wk>＝1.21<118092+8331>=152971NNmax＝Nmin＝Nd＝0.6考慮20％的備用功率,取電機功率備用系數(shù)為k＇＝1.2,則：N＝1.2Nd=159.24kW由計算知,所選刮板輸送機的電機功率滿足要求。2.1.2.5刮板鏈的預緊力和緊鏈力計算〔略刮板鏈的預緊力和緊鏈力,以保證鏈條與鏈輪的正常嚙合平穩(wěn)運行為宜,一般按2000～3000N考慮。2.1.2.6驗算刮板鏈的強度刮板輸送機刮板鏈的安全系數(shù)為n＝＝7.8式中：n——刮板鏈安全系數(shù),Sd——一條鏈的破斷力,610000N,Smax——刮板鏈的最大凈張力,124092N,λ——雙鏈負荷不均勻系數(shù),取0.96。計算出的安全系數(shù)必須滿足：n≥3.5經(jīng)計算,n為7.8,說明鏈子的強度滿足。2.2采區(qū)運輸順槽運輸機械的選擇設計2.2.1轉載機的選擇2.2.1.1選擇原則1、轉載機的運輸能力要稍大于工作面刮板輸送機的運輸能力；2、順槽轉載機的機尾與工作面刮板輸送機的連接處要配套；3、順槽轉載機的零部件與工作面的刮板輸送機的零部件盡可能通用。2.2.1.2順槽轉載機的選擇根據(jù)上述選擇原則及工作面刮板輸送機的運輸能力等,選擇轉載機型號為：SZ B730/110型。其技術參數(shù)如下表：SZB730/110型刮板轉載機的技術參數(shù)型號標準長度〔m鏈速〔m/s園鏈環(huán)〔mm輸送量〔t/h中部槽規(guī)格〔mmSZB730/110251.07φ22×86-c7001500×730×2222.2.1帶式輸送機的選型計算設計原始資料:帶式輸送機的鋪設長度,800m帶式輸送機的鋪設傾角,0°順槽設計運輸生產(chǎn)率,Qc515t/h物料的松散密度,0.9t/m3物料中的最大塊度尺寸,300mm物料堆積角,30°根據(jù)上述資料,初選順槽帶式輸送機型號為：DSJ100/80/160型可伸縮帶式輸送機。其技術參數(shù)如下：型號運量〔t/h運距〔m帶速〔m/s電機功率〔kW傾角〔°DSJ100/80/160100010002.5160±52.2.1.1帶式輸送機的驗算1、驗算帶式輸送機的運輸能力和帶寬帶式輸送機的運輸能力用下式計算：Q＝kB2vγc=458×12×2.5×0.9×1=1030.5t/h式中：B——輸送帶的寬度,1mk——物料斷面系數(shù),查表取458v——輸送機的帶速,2.5m/sγ——物料松散密度,0.9t/m3C——傾角系數(shù),1Q＞Qc,輸送機的選擇滿足運輸?shù)囊蟆］斔蛶У膶挾闰炞C：物料最大塊度為300mm,則輸送帶的寬度應滿足下式：B≥2×300＋200mm＝800mm設計帶寬1000mm,滿足運輸要求。計算輸送帶的運行阻力<1>重段直線段的運行阻力：Wzh＝〔q＋qd＋Lgcosβ±〔q＋qdLgsinβ＝〔57＋23.1＋15.75×800×9.8×0.04×1＝26301〔N式中：Wzh——重段運行阻力,Nq——單位長度輸送帶上物料的重量,kg/mq＝Qc/3.6v=515/3.6·2.5=57kg/mqd——單位長度輸送帶的重量,查表23.1kg/mL——輸送機鋪設長度,700mω＇——輸送帶沿重段運行的阻力系數(shù),查表取0.04——重段單位長度上分布的托輥旋轉部件的質量,經(jīng)計算取15.75kg/m〔2空段直線段的運行阻力Wk＝〔qd＋Lgcosβ±qdsinβ＝〔23.1＋5.36×800×9.8×0.035×1＝6833.2N式中：——空段單位長度上分布的托輥旋轉部分的質量,經(jīng)計算取5.36kg/m——輸送帶沿空段運行時的阻力系數(shù),查表取0.035〔3曲線段運行阻力在進行張力計算時,滾筒處阻力計算如下：繞出改向滾筒的輸送帶張力為式中：——繞出改向滾筒的輸出帶張力,N——繞入改向滾筒的輸送帶張力,Nk——張力增大系數(shù),傳動滾筒處阻力為：Wc＝〔0.03～0.05〔Sy＋S1式中：Wc——傳動滾筒處的阻力,NSy——輸送帶在傳動滾筒相遇點的張力,NS1——輸送帶在傳動滾筒相離點的張力,N2.2.1.3輸送帶的張力計算1.用逐點計算法找出了S1與S4的關系.按磨擦轉動條件找出 S1S4關系:因為S2=S1+WKS3=S2+W2－3S4=S3+Wzh所以S4=S1+Wzh+WK+W2－3W2－3＝0.07S2=0.07<S1＋WK>S4=S1＋Wzh+WK+0.07<S1＋WK>＝1.07S1＋Wzh+1.07WK2.按磨擦轉動條件找出 S1與S4關系:式中：C0——摩擦力備用系數(shù),取1.2μ0——輸送帶與滾筒之間的摩擦因數(shù),取0.2θ——圍包角,取240°則：＝2.31即S4=2.1S1解聯(lián)立方程,求得S1=32633.5NS4=68530.4NS2=39466.7NS3=42229.4N2.2.1.4輸送帶的懸垂度和強度驗算1、垂度驗算重段膠帶允許最小張力為;Sminzh=5<q+qd>gcosβ=5×<57+23.1>×1.5×9.8cosβ=5877.4N空段輸送帶允許的最小張力:Smink=5qggcosβ=5×5.36×3×9.8×cosβ=788N2、強度驗算輸送帶為強力帆布輸送帶,帶強P0=960N/cm·層,設計輸送帶按硫化接頭,7層帆布設計?！睸e〕＝2.2.1.5牽引力及電機功率計算輸送機主軸牽引力為F0=S4－S1＋0.04<S4＋S1>＝68530.4－32633.5＋0.04<68530.4＋32633.5>＝39943.5N電動機功率：N＝考慮到15％的備用功率,電動機的容量為：1.15×117.5=135kW通過上述計算,說明所選帶式輸送機的電機容量80kW×2滿足要求。2.3采區(qū)上山運輸及輔助運輸設計2.3.1采區(qū)上山運輸設備選型設計上山長度為700m,傾角6°。設計運量大于600t/h。根據(jù)工作面運輸順槽設備選型,采區(qū)上山運輸設備仍選擇帶式輸送機。根據(jù)順槽設備的運輸能力,設計選擇上山帶式輸送機為DX-1000/55型帶式輸送機。輸送機帶寬1000mm,帶速2.5m/s。輸送機計算簡圖如下：1、輸送機能力驗算：Q=3.6SVkρ=1014.00t/h＞600.00t/h滿足S——輸送帶上最大的物料橫截面積0.1127m2k-傾斜輸送機橫截面積折減系數(shù)1.0。2、輸送帶寬度驗算B≥2a+200=800mm≤1000mm<最大粒度a=300mm>滿足3、運行阻力計算<1>重段直線段的運行阻力：Wzh＝〔q＋qd＋Lgcosβ-〔q＋qdLgsinβ＝〔66.7＋23.1＋15.75×700×9.8×0.04×cos6°－〔66.7＋23.1×700×9.8×sin6°＝－35588〔N式中：Wzh——重段運行阻力,Nq——單位長度輸送帶上物料的重量,kg/mq＝Qc/3.6v=600/3.6·2.5=66.7kg/mqd——單位長度輸送帶的重量,查表23.1kg/mL——輸送機鋪設長度,700mω＇——輸送帶沿重段運行的阻力系數(shù),查表取0.04——重段單位長度上分布的托輥旋轉部件的質量,經(jīng)計算取15.75kg/m〔2空段直線段的運行阻力Wk＝〔qd＋Lgcosβ+qdLgsinβ＝〔23.1＋5.36×700×9.8×0.035×cos6°+23.1×700×9.8×sin6°＝23360N式中：——空段單位長度上分布的托輥旋轉部分的質量,經(jīng)計算取5.36kg/m——輸送帶沿空段運行時的阻力系數(shù),查表取0.035〔3曲線段運行阻力在進行張力計算時,滾筒處阻力計算如下：繞出改向滾筒的輸送帶張力為式中：——繞出改向滾筒的輸出帶張力,N——繞入改向滾筒的輸送帶張力,Nk——張力增大系數(shù),傳動滾筒處阻力為：Wc＝〔0.03～0.05〔Sy＋S1式中：Wc——傳動滾筒處的阻力,NSy——輸送帶在傳動滾筒相遇點的張力,NS1——輸送帶在傳動滾筒相離點的張力,N4、輸送帶張力計算〔1依據(jù)逐點計算法,計算輸送帶各點張力S2=S1＋Wk＝S1＋23360S3＝1.05S2=1.05S1+24528S4=S3+Wzh＝1.05S1+24528－35588＝1.05S1-11060S5=1.05S4=1.1S1-11613〔2按摩擦傳動條件并考慮摩擦力備用能力列方程式中：C0——摩擦力備用系數(shù),取1.2μ0——輸送帶與滾筒之間的摩擦因數(shù),取0.20θ——圍包角,取480°則：＝5.34即S1=4.6S5解聯(lián)立方程,求得S1=13157.6NS2=36517.6NS3=38343.5NS4=2755.5NS5=2893.3N5、輸送帶的懸垂度和強度驗算〔1承載段最小張力點S4=2755.5N按懸垂度要求,承載段允許最小張力為Sminzh=5<q+qd>gcosβ=5×<66.7+23.1>×1.5×9.8cosβ=6564N因為S4小于6564N,所以輸送帶的懸垂度不能滿足要求,為保證輸送帶的懸垂度要求,令S4=6564N,帶入原方程中解得S1=16784.8NS2=401444.8NS3=42152NS4=6564NS5=6893.3N這就要求利用輸送機的拉緊裝置來保證S4點的張力不小于6554N。〔2強度驗算設計輸送帶采用鋼絲繩芯膠帶,帶強Gx=10000N/cm,設計輸送帶按硫化接頭設計?！睸e〕＝6、牽引力及電機功率計算輸送機主軸牽引力為F0=S1－S5＋0.05<S1＋S5>＝16784.8－6893.3＋0.05<16784.8＋6893.3>＝11075.4N電動機功率：N＝輸送帶所配電機功率55kW,故電機在有載運行時功率能滿足要求?？蛰d時牽引力F0k=1.05〔2qd＋＋Lcos6°×9.8＝1.05<2×23.1＋15.75＋5.36>×700×0.035×cos6°×9.8＝16876N則輸送機空載運行時的電機功率為故電機在空載時,電機功率仍是滿足的。2.3.2采區(qū)上山輔助運輸選擇采區(qū)上山輔助運輸設備選用單軌吊運輸。單軌吊具有以下優(yōu)點：運行穩(wěn)定可靠,不跑車,不掉道。爬坡能力強,最大可達到18°,設計上山坡度為6°,在其爬坡范圍之內。能實現(xiàn)運距離連續(xù)運輸,設計上山700m,如果采用一般調度絞車運輸,需接力運輸,增加了輔助運輸?shù)娜斯ぜ皺C械,最少轉載一次。單軌吊設備已經(jīng)成套化,技術成熟,管理簡單。2.4大巷電機車運輸選型2.4.1設計原始資料礦井為低瓦斯礦井,分兩翼開采,井下大巷采用電機車運送煤矸,主要運輸大巷有兩個裝車站。井下四六制作業(yè),三班生產(chǎn),一班檢修。生產(chǎn)班每班工作時間為5小時。東翼采區(qū)裝車站距井底車場的距離L1=1200米,采區(qū)每班出煤量Q1=900t；西翼采區(qū)裝車站距井底車場的距離L2=1200m,采區(qū)每班出煤量Q2=900t。確定礦車組及全井電機車臺數(shù)。主要運輸大巷平均坡度按30/00選取,擬選用2K7-600/250型架線式電機車。電機車牽引電機為兩臺ZQ－21型電動機,電動機長時電流Ich＝34A,電動機粘著重力Pn＝70kN,長時速度Vch＝4.69m/s。采用標準1t固定礦車。礦車軌距600mm,自重mz1=595kg,載重m1=1000kg。2.4.2列車組成計算按粘著力條件計算車組組成:式中：P——機車重量,7tG——礦車載重,1tG0——礦車自重,0.6tψ——粘著系數(shù),0.24ω’zh——重車列車起動的阻力系數(shù),查表取0.0135ip——軌道的平均坡度,0.003a——列車起動加速度,0.04m/s2取n＝45輛按牽引電動機溫升條件計算查機車長時牽引力Fch=3240N,長時速度Vch=16.9km/h,重車運行阻力系數(shù)Wzh=0.009,等阻坡度ip=0.002,調車系數(shù)a=1.25,休止時間θ=20min。加權平均運距如下：km根據(jù)下式計算在等阻坡度上往返一次的運行時間T=tzh+tk＝T＝2=2×根據(jù)下式求相對運行時間τ＝＝將上述數(shù)據(jù)帶入下式,取n＝41輛2.4.2.3按制動條件計算=式中：ψ——制動狀態(tài)的粘著系數(shù),取0.17ip——軌道的平均坡度,0.003b——制動減速度,用下式計算=Vs——取長時速度,16.9km/h＝4.69m/sLzh——實際制動距離,mLzh＝Lzhi－Vst＝40－4.69×2=30.62mLzhi——按運送物料制動距離40mt——制動空行程時間,取2s。根據(jù)以上計算,n最終取17輛。2.4.2.4列車組成的驗算1、電動機溫升驗算①列車運行時的牽引力重列車下坡運行時的牽引力Fzh＝1000〔P＋n〔G＋G0〕〔ωzh－ipg＝1000〔7＋17<1＋0.6>〕〔0.009-0.003×9.8＝2010.96N空列車山坡運行時的牽引力Fk＝1000〔P＋nG0〔ωk＋ip＝1000<7＋17×0.6>〔0.011＋0.003×9.8＝2359.84N式中字母意義同上。②每臺電動機的牽引力③查表確定機車實際運行速度及電流Izh＝24A,Vzh＝19km/h,Ik＝30A,Vk＝17.5km/h④計算一個運輸循環(huán)牽引電動機的等值電流其中tzh＝tk=Idz=18.5A＜Ich＝34A滿足溫升條件。⑤制動距離驗算按重車運行速度Vzh和最大制動減速度驗算制動距離。制動時的減速度為＝式中：b——制動時的減速度,m/s2ψ——制動狀態(tài)的粘著系數(shù),取0.17實際制動距離為：＝Lzh＝36.5m小于40m,制動距離滿足要求。即電機車可以拉17輛1噸礦車。全礦電機車臺數(shù)的確定電機車加權平均周期運行時間由式T=〔60Lq/0.75Vzh+<6Lq/0.75Vk>+θ得T=<60×1.2/0.75×19>+<60×1.2/0.75×17.5>+20=30.5min每臺機車每班往返次數(shù)：由式Z1=60Tb/T得Z1=60×5/30.5=9.8取Z1=10次/班每班需運送貨載總次數(shù)由式Zb=k<Ab+Aa>/nG得Zb=1.25<900+900>/17×1=132.4取Zb=133次/班工作電機車臺數(shù)由式N=Zb/Z1=133/10=13.3取N=14備用與檢修臺數(shù)由式N1=0.25N=0.25×14=3.5取N1=4全井所需機車總臺數(shù)N0=14+4=18臺.2.5運輸系統(tǒng)圖礦井運輸系統(tǒng)圖見附圖.第三章礦井提升設備選型設計3.1設計原始資料An=90萬t/aHs=300mHz=18mHx＝18mγ＝0.9t/m3br＝300dt＝14h單水平開采。3.2提升容器選型3.2.1提升方式選擇設計提升方式為立井單繩纏繞式雙箕斗提升。3.2.2提升容器的選擇3.1.2.1小時提升量Ah=C×An/br×t=1.1×900000/300×14=236<t/h>.經(jīng)濟提升速度:Ht=Hs+Hx+Hz=300+18+18=336<米>Vj=0.4＝0.4＝7.3m/s3.1.2.2.一次提升經(jīng)濟時間估算Tj＝＝＝75.2s式中：a——提升加速度,箕斗提升取0.8m/s2u——容器爬升時間,對雙箕斗提升取10sθ——提升終了休止時間,暫取10s3.1.2.3.一次經(jīng)濟提升量式中：An——礦井設計年產(chǎn)量,900000t/aaf——提升富裕系數(shù),取1.2C——提升不均勻系數(shù),有煤倉取1.1t——日工作日,一般取14hb——礦井年工作日,取300d3.1.2.4.提升容器選擇根據(jù)計算,選擇標準箕斗,型號JL－6。技術參數(shù)如下：名義噸位：6t有效容積：6.6m3提升鋼絲繩直徑：43mm自重：5.0t最大終端負荷:120kN最大提升高度：700m箕斗總高：9.45m箕斗中心距：1.87m使用井筒直徑：5m提升機型號：2JK－3.53.1.2.5.重新計算最大提升循環(huán)時間3.3提升鋼絲繩選擇3.3.1鋼絲繩繩端荷重鋼絲繩最大靜荷載Qmax按下式計算：Qmax＝Q＋Qz＋pHc＝mg＋mzg＋mpgHc式中：Qmax——鋼絲繩最大計算靜荷載,NQ——一次提升貨載重力,6000×9.8=58800NQz——容器自重力,5000×9.8=49000Np——鋼絲繩每米重力,Nmp——鋼絲繩每米質量,kg/mHc——鋼絲繩最大懸垂長度,按下式計算Hc＝Hj＋Hs＋Hz＝30＋300＋18=348mHj——井架高度,暫取30mHs——礦井深度,300mHz——裝載高度,根據(jù)設計要求取18m。為使鋼絲繩能夠承受繩端荷載,必須使下式成立：mp≥=kg/m根據(jù)計算,鋼絲繩選擇6×19-37-170右同三角形股鋼絲繩。Pk=4.871kg/mδ=2.4mm,Qs=87600kg3.3.2鋼絲繩繩安全系數(shù)校驗m=87600/<6000+5000+4.871×348>=6.9>6.5鋼絲繩選擇滿足要求。3.4提升機的選擇3.4.1提升級滾筒直徑提升機滾筒直徑應滿足下式：D≥80d＝80×37=2960mmD≥1200δ＝1200×2.4=28800mm根據(jù)計算,滾筒直徑確定為3000mm。鋼絲繩作用在滾筒上的最大靜張力及最大靜張力差:最大靜張力： Fj=Qd+PkHc=6000+5000+4.871×348=12695.1kg最大靜張力差：Fc=Q+PkHc=6000+4.871×348=7695.1kg根據(jù)計算的滾筒直徑、最大靜張力、最大靜張力差選用2JK-3.0/30型礦井提升機,提升機參數(shù)如下：Dg=3.0mB=1.5mFje=13000kg>FjFce=8000kg>Fci=30Vmax=5.6m/smj＝17000kg減速器最大輸出轉矩＝180kN·m3.5提升系統(tǒng)3.5.1天輪直徑DtDt＝80d＝80×37=2960mmDt＝1200δ＝1200×2.4=2880mm根據(jù)計算選擇TSH型天輪。名義直徑Dt＝3000mm,繩槽半徑Rt=20mm適于鋼絲繩直徑范圍：＞25～37mm,允許的鋼絲繩全部鋼絲破斷力總和：1010000N,兩軸中心距L＝950mm,軸承中心高度H＝240mm,變位質量mt＝781kg,自身重量2466kg。3.5.2井架高度HjHj=Hx+Hr+Hp+Hg+0.75Rt=18+9.45+0.3+10+0.75×1.5=38.8m式中：Hj——井架高度,mHx——卸載高度,18mHr——容器高度,9.25mHg——過卷高度,10m選取井架高度為40m3.5.3提升機滾筒中心到提升中心線間的水平距離LsLs≥0.6Hj＋D＋3.5＝0.6×40＋3＋3.5=30.5m式中：D——提升級滾筒直徑,3.5m取Ls=35m〔滾筒中心至提升容器中心線的距離3.5.4提升鋼絲繩弦長Lx式中：Dt——天輪直徑,3mc0——滾筒中心線與井口水平的高差,設計取1.5m根據(jù)計算,提升鋼絲繩弦長為51m。3.5.5鋼絲繩外偏角α1和內偏角α23.5.5.1鋼絲繩外偏角式中：B——滾筒寬度,1.7m,s——兩天輪間距,取2300mma——兩滾筒之間的間隙,140mmd——鋼絲繩直徑,40mmε——鋼絲繩纏在滾筒上的間隙,3mmLx——鋼絲繩弦長,51m。計算得：α1=0.5516°＝0°33′6″3.5.5.2鋼絲繩內偏角式中字母意義同上,經(jīng)計算,α2=1.213°＝1°12′47″＜1°30′鋼絲繩的內外偏角滿足規(guī)范要求。3.5.6鋼絲繩的仰角對于JK型提升機,只驗算其下出繩角β即可。鋼絲繩下出繩角大于15°,滿足規(guī)范要求。提升機與井筒相對位置圖見附圖如下：3.5.7電動機預選3.5.7.1電動機的估算功率=式中：N——電動機的估算功率,kWV″m——提升機的標準速度,取4.5m/sk——礦井阻力系數(shù),箕斗提升取1.15Q——一次提升貨載重量,60000Nψ——考慮到提升系統(tǒng)運轉時,有加、減速度及鋼絲繩重力等因素影響的系數(shù),箕斗提升取1.2ηj——減速器傳動效率,單擊傳動取0.923.5.7.2電動機的估算轉數(shù)＝573rpm式中：i——減速器的傳動比,20D——滾筒直徑,3m3.5.7.3初選電動機根據(jù)以上計算,選取電動機為：JR1512-8/570Ne=570kWnd=738rpmV=6000V<GD2>d=5100Nm2λ＝2.0提升機實際提升速度：Vmax=πDgnd/60i＝3.14×3.0×738/60×20=5.78m/s立井提升物料時,速度不得超過下式限定速度：Vmax≤0.6=0.6＝10.4m/s提升速度滿足要求。3.5.8變位質量計算3.5.8.1直線運動部分的變位質量mLmL＝m＋2mz＋2mpLp＋mqLq式中：LP——一根提升鋼絲繩的總長度,mLp＝Hc＋Lx＋3πD＋30＋n′πD＝348＋51＋3×3.14×3.5＋30＋3×3.14×3.5＝494.94mHc——鋼絲繩的懸垂長度,348mLx——鋼絲繩的弦長,51m3πD——3圈摩擦圈繩長度,m30——試驗繩長度,mn′πD——多層纏繞時的錯繩用繩長,n′取3mq——尾繩每米質量,4.871kg/mLq——尾繩長度,Lq＝H＋2Hh＝300＋30=330mHh——尾繩環(huán)高度,一般取15m。mL＝6000＋2×50500＋2×4.871×494.94＋4.871×330＝22429kg3.5.8.2轉動部分的變位質量提升機變位質量mj＝17000kg天輪變位質量mt＝781kg電動機的變位質量md＝＝提升系統(tǒng)總變位質量為：＝22429+2×781＋17000＋23129=64120kg提升速度圖的計算:設計為箕斗提升,速度圖按六階段速度圖計算。1、箕斗提升初加速度a0的確定初加速度由下式確定a0=＝式中：v0——箕斗離開卸載曲軌時的速度,取1.5m/sh0——箕斗離開曲軌內的行程,目前h0取值范圍在2.13～2.35m之間設計取a0=0.5m/s22、箕斗主加速度a1的確定箕斗的主加速度由下式計算式中,Fe——電動機的額定出力,N＝Ne——電動機的額定功率,570kWηj——出動效率,0.92λ——電動機過負荷系數(shù),2.0——提升系統(tǒng)變位質量,64120kgVm——提升機實際提升速度,5.78m/s按減速器允許的輸出傳動轉矩來確定主加速度。=規(guī)程對立井箕斗提升的加減速度沒有規(guī)定,一般不超過1.2m/s2,計算值為0.28m/s2,設計取主加速度為0.28m/s2.3、提升機減速度a3的確定按自由滑行減速方式計算＝式中：h3——減速階段的行程,一般取30～40m。按電動機減速方式計算按制動狀態(tài)減速方式計算＝1.15根據(jù)計算,設計選取提升減速度為0.8m/s24、速度圖參數(shù)的計算〔1卸載曲軌中初加速時間為：〔2箕斗在卸載曲軌內的行程為h0=2.35m〔3主加速時間為〔4主加速階段的行程為：h1=〔5主減速階段時間為〔6主減速階段的行程為h3=〔7爬行時間為t4=〔8抱閘停車的時間為t5=1s〔9等速階段的行程為h2=H-h0-h1-h3-h4=336－2.35-55-21-2.5=255m〔10等速階段的時間為＝〔11一次提升循環(huán)時間為TxTx=t0+t1+t2+t3+t4+t5+θ＝3+15+44+6.6+5+1+8=82.6s提升設備小時提升能力為式中：m——一次提升貨載的質量,6t提升設備的年提升量為：提升富裕系數(shù)af＝提升設備的動力學計算:提升設備各階段拖動力計算如下：提升開始時：F0=kQ＋PH＋＝1.15×6000＋4.871×336＋6412×0.5=11743kg出曲軌時F0′=F0－2Ph0=11743－2×4.871×2.35=11720kg主加速階段開始時F1=F0′＋＝11720＋6412×〔0.28－0.5＝10309kg主加速終了時F1′＝F1－2Ph1=10309-2×4.871×55=9973kg等速階段開始時F2=F1′－＝9973－6412×0.28=8178kg等速階段終了時F2′＝F2－2Ph2=8178-2×4.871×255=5694kg減速階段開始時,F3=F2′－＝5694-6412×0.8=564.4kg減速階段終了時F3′＝F3－2Ph3=564.4－2×4.871×21=360kg爬行階段開始時F4=F3′＋＝360＋6412×0.8=5490kg爬行階段終了時F4′＝F4－2Ph4=5490-2×4.871×2.5=5466kg主提升速度圖力圖如下：3.5.11電動機功率校核將前節(jié)數(shù)據(jù)帶入上式可得：42.5×108等效功率：Pd＝＝515＜570kW式中：Td＝所選電機合適。提升機房設備布置圖見下圖:第四章礦井排水、通風、壓氣設備選型設計4.1排水設備選型4.1.1已知條件1、井深,Hp=360米2、正常涌水量Qz=QUOTEQ2620QUOTEm3m3/h,每年320天3、最大涌水量Qm=830QUOTEm3m3/h,每年45天4、礦水中性,礦水密度P=1020kg/m34.1.2排水系統(tǒng)井下主水泵房直接排水到地面。4.1.3初選水泵型號、臺數(shù)4.1.3.1工作水泵必須的排水能力Qb及凈排水揚程高度HgQb≥1.2Qz＝1.2×620=744m3/hHg＝Hx＋Hp＝5+360+1=366m式中：Hx——吸水高度,取5mHp——排水高度,取開采水平距井口的標高差再加1m。4.1.3.2初選水泵型號根據(jù)要求的水泵排水能力及揚程,設計初選排水泵型號為MD450-60×7,額定流量Qe＝450m3/h,揚程420m4.1.3.3確定水泵臺數(shù)正常排水時水泵臺數(shù)n1n1=確定正常排水時工作泵為2臺MD450-60×7型離心式多級泵。備用泵的臺數(shù)n2n2=0.7×1.6=1.12臺暫定備用泵的臺數(shù)為1臺最大排水時水泵的臺數(shù)n3工作泵和備用泵的排水能力為3×450＝1350m3/h1350÷830=1.6＞1.2即工作泵和備用泵的排水能力滿足最大涌水時的排水要求。檢修水泵的臺數(shù)n3n3=0.25n1=0.5檢修泵數(shù)量選1臺則水泵臺數(shù)n為n＝n1＋n2＋n3=2＋1＋1=4臺4.1.3.3驗算水泵工作穩(wěn)定性水泵正常工作時,要求滿足下式Hg≤0.9He=0.9×420=378m4.1.4排水管路及布置4.1.4.1選定管路的條數(shù)根據(jù)排水泵的數(shù)量及各涌水期排水泵的臺數(shù),設計選擇3趟排水管路,正常排水時、最大排水時合用2趟,備用1趟。4.1.4.2選定管路的內徑正常排水及最大涌水時均為2臺水泵工作。工作管路均為2趟,排水管內徑計算如下：排水管流量：Qp＝取排水管內經(jīng)濟流速為Vp＝2m/s則排水管內徑為：dp＝根據(jù)計算選擇自標準YB231-70查得外徑Dp=325mm的無縫管,壁厚8、10、14mm等,取壁厚為10mm試算。dp=325–2×10=305mm所需壁厚：＝＝0.78cm式中：dp——標準管內徑,30.5cmσs——無縫鋼管許用應力,80MPaP——管內水流壓強,P＝0.011Hg＝0.011×366=4.03MPaC——附加厚度,無縫鋼管取0.1cm與所選管徑相近,確定管壁厚度為10mm。西水管外徑：dx＝＝＝0.82cm取dx＝335mmδx＝10mm4.1.4.3排水管路布置排水管路布置見附圖如下：4.1.4.4排水管路長度Lp=Hg+〔40～50=360+〔40～50＝400～410m取Lp＝410m,Hx＝8m4.1.5排水、吸水管路特性當量管路特性：吸水管、名稱數(shù)量系數(shù)底閥、帶慮網(wǎng)13.790°彎頭20.206簡縮管10.1共排水管、名稱數(shù)量系數(shù)漸擴管10.5逆止閥11.7閘閥22×0.26=0.5290°彎頭33×0.206＝0.61830°彎頭2轉彎三通22×1.5=3直通三通55×0.1=0.5共4.1.6管路特性方程4.1.6.1正常涌水時期H＝366＋1.405×10－7H=366+0.00071Q2確定工況點：Q〔l/s120130140150160H〔m376378380382384正常時期水泵特性曲線圖如下：由于最大排水時也是用兩臺水泵工作,工作管路和正常時期相同,所以工況點同正常時期工況點。4.1.6.2計算吸水高度Vx＝Hs＝5.5-〔0.0292×Hs＝4.68m＞4.5m吸水高度滿足要求。4.1.6.3驗算排水時間正常涌水時：Ts＝14＜20,滿足排水時間的要求。最大涌水時：Tm=滿足排水時間的要求。4.1.6.4軸功率Nd＝配套電機功率為Nc＝選用電機型號為：YB710S1-1000型電動機。4.1.6.5計算電耗E＝式中：1.05——水泵房輔助用電系數(shù),ρ——礦井水密度,1020kg/m3ηc——傳動效率,直聯(lián)傳動取1ηd——電動機效率,取0.92ηw——電網(wǎng)效率,0.95η′η″——正常、最大涌水時期水泵效率,80％Q′Q″——正常、最大涌水時期水泵流量,531m3/h＝147.5l/sn1n′——正常、最大涌水時期水泵工作臺數(shù),2TB、TM——正常、最大涌水時期每臺水泵每日工作小時數(shù),14h、18.75htB、tM——一年內正常、最大涌水期持續(xù)天數(shù),320d、45d全礦年電耗為：9.983×106kW·h4.2通風設備選型設計4.2.1設計原始資料1、礦井需求的風源風量為：通風容易時期：Q′＝115m3/s通風困難時期：Q″＝130m3/s2、礦井所需的負壓：通風容易時期：P′＝3270Pa通風困難時期：P″＝4480Pa4.2.2風源所必須產(chǎn)生的風量和負壓1、風源所必須產(chǎn)生的風量通風容易時期：Qy′＝kQ′＝1.1×115=126.5m3/s通風困難時期：Qy″＝kQ″＝1.1×130=143m3/s式中：k——設備漏風系數(shù),專用回風井k取1.12、風源所必須產(chǎn)生的負壓PystPyst＝P＋ΔP引＋ΔP消式中：P——礦井所需負壓,PaΔP引——引風道內阻力損失,取150PaΔP消——有消音裝置時的附加阻力損失,取60Pa通風容易時期：Pyst′≈3270＋150＋60=3480PaPyst″＝4480＋150＋60=4960Pa利用類型特征選擇離心式風機：1、選定擴散器的型式及尺寸比‘參照教材QUOTEP160-P161P160－161,通?？蛇x塔式擴散器,取面積比n=2.4,相對長L=4則擴散器安全損失系數(shù)LK=0.32,其中動力損失系數(shù)QUOTE1n2=0.17,擴散器內部損失系數(shù)L＝Lk－此時擴散角a=7.85°。2、求風源的靜壓特征設通風機的全壓系數(shù)為P,動壓系數(shù)為Pd,靜壓系數(shù)為Pst,風源的靜壓系數(shù)為Py·st,選用G4-73-11型離心式風機,由由得到不同Q時對應的、,列表于表4-2-1G4－73－11型離心風機類型參數(shù)〔Lk＝0.32表4-2-1ηηyst0.150.4660.8250.45950.81350.160.46750.8500.46010.82660.170.4670.8730.45870.85740.180.4650.8920.45170.8720.190.4610.9080.45060.88750.200.4530.9180.44150.8950.210.4450.9250.43230.89860.220.4350.9280.4210.8980.230.4230.9250.40770.89160.240.4100.9200.39340.88270.250.3950.9030.3770.8628注：配用塔式擴散器Q=2.4L=4a=7.85°最大靜效率點位于。得到風機的等級孔系數(shù)為3、礦井等級孔Ap＝4、確定風機直徑選定風機直徑為3m5、反求等級孔系數(shù)6、求工況點,參看指導書5-3由得：當時,0.20.210.240.36220.39940.5216得交點：當時,0.20.210.240.34270.37790.4939得交點：通風機特性曲線見附圖4-2-17、求通風機轉數(shù)8、求通風機的功率由于功率較大,只能采用直聯(lián)傳動,可控硅串級調速。圖4-2-1通風機特性曲線9、電動機的功率因為0.6×556.2=333.7＜405.5在服務區(qū)內不需分段選擇電動機,電動機按下式計算選擇N＝1.1×取同步轉速600r/min10、電耗：E＝4.2.4用類型特性曲選擇軸流式通風機1、由圖可以看出最高效率點處2、求等積孔3、確定風機直徑確定風機直徑為D＝2.4m4、反求等積孔系數(shù)5、確定風機轉數(shù)取標準轉數(shù)n＝750r/min圓周速度u＝得換算系數(shù)6、求工況曲線的端點礦井服務初期預期工況點為G0礦井服務末期預期工況點7、求工況曲線R0=3480/126.52=0.2175RK=4960/1432=0.2426a=R0－RR＝0.2426-0.2175=0.0251b＝143-126.5=16.5工況曲線為P＝〔R0－Q2=<0.2175-＝0.00152121Q3＋0.05874Q2代入P＝10648,此式化為11.0446+1.0004如下表所示0.29690.30.310.320.330.33570.377240.388240.4251680.464350.5058530.5305744.3礦井壓氣設備4.3.1設計原始資料已知某礦掘進工作面網(wǎng)路圖如下：各管段的長度分別為：AB=200M,BC＝300m,BD＝300m；LM＝CL＝DE＝EG＝150m；FI＝130m；KN＝30m；EH＝KC＝200m；DF＝FJ＝170m。工作面采用的鑿巖機為YT-30型,風鎬為G－7,采用三班工作,各工作面工作臺數(shù)如下表：工作面YT-30G-7工作班時M441、3K312、3G321、2H221、2I411、3J212、3N321、24.3.2選定空壓機的型號及臺數(shù)1、確定空氣機的位置：采用地面集中設置空壓機站,機房設在付井筒30米處。2、計算空壓機站的總供量：首先按空氣壓縮機供氣范圍內最大作業(yè)班的需氣量,再考慮漏氣及備用來選定。由于在同一個工作面,鑿巖機和風鎬不可能同時使用,通常按耗氣量大的鑿巖機計算。則每班同時使用風動工具數(shù)為：1班：16臺,2班：11臺,3班：13臺。則：礦井所需的風量按第一班計算,所需總供氣量為：Q＝a1a2Y＝1.1×1.1×1.1×16×2.9×0.83=51.26m3/min式中：ni——在計算工作面內第i種風動工具的總臺數(shù),16臺qi——每臺風動工具的耗氣量,2.9m3/minki——該種風動工具的同時工作系數(shù),取0.83a1——輸氣管網(wǎng)漏氣系數(shù),最遠輸氣距離為0.87km,取1.1a2——考慮風動工具磨損后,耗氣量增加的系數(shù),取1.1Y——海拔高度修正系數(shù),按1.1考慮。3、計算風壓機的出口壓力：空壓機的出口壓力,應能保證所有風動工具的壓力比其額定壓力高出一個大氣壓。P＝Phg＋λL＋0.1＝0.49＋0.035×0.87＋0.1=0.62MPa式中：Phg——風動工具額定壓力,0.49MPaλ——每km輸氣管路阻力損失估算值,取0.035L——輸氣管路最遠距離,0.87km0.1——高出的一個大氣壓,用于橡膠管內阻力損失。4、選定空氣機的型號及臺數(shù)：依據(jù)P和Q值參照教材P286表4-7選用三臺5L-40/8活塞式空機。一臺工作,一臺檢修,一臺備用。L-60/8空氣機的技術特征如下：L-60/8數(shù)據(jù)空氣機排氣量m3/min進氣壓力0.1MPa額定排氣壓力0.1MPa轉速r/min行程mm氣罐數(shù)氣罐直徑一級二級軸功率kw排氣溫度外型尺寸〔長×寬×高600.884282401580134012953032500×1830×2390電動機型號額定功率額定轉速額定電壓TDK116/34-143504286000儲氣罐容積直徑長度重力kg8.51600×49304000選擇輸氣管網(wǎng)：依據(jù)已知條件,風動工具配備情況,可求得各管段的壓氣量及確定各管段的計算管長,按照下式選取管徑：式中：Q——各段管路的輸氣量,〔m3/minL——各段管路的選徑計算管長,〔m根據(jù)計算選擇標準管徑見下表管段實際管長〔m3/min干線或支線通過空氣量〔m3/min管長〔m標準管徑〔mmAB200干51.3870114×4BC205干23.287089×3.5BD300干31.9870102×4DE150支14.565073×3.5DF170支17.467076×3.5EH200支5.865042×3EG150支8.765045×3FG170支5.867042×2.5FI130支11.867050×2.5CK200支17.460560×3KN300支8.763550×2.5CL150支11.655550×2.5LM150支11.655550×2.5計算電耗：1、空壓機的實際軸功率：通常礦用空壓機的出口壓強P底于空氣機的額定壓降Pn,因此空壓機的實際軸功率也底于其額定軸功率Nn,其降底程度用系數(shù)K1表示：QUOTENkNn式中：Nn＝350kwK1=0.885<查指導書表5-5A>則:Nk=K1.Nn=0.885×350=309.75kW2、空氣機的耗電量：空壓機開動時,有時滿載,有時空載,其功率消耗不同,空的耗電量為：＝＝2.56×106kW·h式中：K——空壓機負載系數(shù),等于,K＝0.2——設空壓機空載運行功率為滿載運行功率的20％Z——工作空壓機臺數(shù),測定1臺空壓機的好電量t——空壓機每天工作小時數(shù),取18hd——每年工作天數(shù),按300d考慮ηc——傳動系數(shù),0.98ηd——電動機效率,0.92ηw——電網(wǎng)效率,0.95考慮到附加加電耗2～5％則E總=1.04×2.56×106＝2.662×106kW·h第五章井下采區(qū)供電設計5.1概述設計在采區(qū)的軌道上山和運輸上山的橫貫內內設采區(qū)變電所為該采區(qū)服務。采區(qū)變電所的電源用雙回路由井下車場中央變電所供給,在該采區(qū)設一個綜采工作面,一個掘進工作面。該綜采工作面采用MLS3—340型工作機組,采長110米,走向800米,配套設備有SGZ—730/320型可彎曲刮板運輸機,破碎轉載機,順槽皮帶輸送機,上山皮帶輸送機等配套主要運輸設備,井下主要運輸大巷設東西兩翼各一個綜采工作面,年產(chǎn)量各為75萬噸,全長2400米,采用架線電機車運輸。中央變電所設置于運輸大巷中心,東西各距1200米處。為了使采區(qū)變電所處于負荷中心,滿足工作面采煤工作面采煤機組隨著開采逐漸后退,采用KSGZY型移動變電站,使GKV高壓深入采區(qū)負荷中心以縮短供電距離。為綜采工作面配套設套電壓等級為1140V,660V,127V,12V用電設備供電。在變電所內選擇1臺KSGZ型干式變壓器分別為660V用電設備供電,選擇高壓配電箱PBG2—6型,低壓型電開關DW,DWKB型,負荷開關分別選用DQZBH,QCKB型。在本設計中選擇供電設備時,盡可能采用新系列供點設備來保證用電的安全性來適應現(xiàn)代化礦井發(fā)展的需要。在設備的選型計算方面,主要以KSGZY—500移變電系統(tǒng)為主,以采煤機組供電為重點展開一系列,校驗,短路計算等來選擇饋電開關,起認開關,電纜等。5.2采區(qū)變電所及配電點位置的確定依照變電所位置的確定的原則,確定采區(qū)變電所位置在靠近集中運輸巷的地方——上山和運輸上山之間的橫貫內。工作面配電點可分為采煤和掘進兩種,在本設計中只考慮設計一個綜采設備所需要的配電。綜采工作面的機電點選用移動變電站配電的形式,使10kV深入該采區(qū)負荷中心,以確定短低壓供電的距離來滿足綜采工作面供電的需要．工作面配電點設在工作面附近的運輸順槽〔下順槽中,距離工作面50～70m,隨著回采工作面的啟退而移動,同時附帶低壓饋電,啟動開關設備列車。5.3采區(qū)負荷統(tǒng)計和計算5.3.1采區(qū)負荷統(tǒng)計1、采區(qū)負荷統(tǒng)計見表5-3-12、采區(qū)供電系統(tǒng)擬定采用幾臺變壓器分別運行方式,這樣在發(fā)生漏電事故時,不會發(fā)生全采區(qū)停電,可靠性高,比并聯(lián)運行時電網(wǎng)緣電阻高,對電容小。采煤機組及下順槽運輸機采用單獨電纜供電,自工作面配電點到各個動力設備采用輻射式的供電,上山運輸機采用干線式式供電．根據(jù)現(xiàn)在用電設備及其配置情況,決定在進行順槽設移動變電站供電配電點一個,設置2臺移變組成移變電所,變壓器供出1140V電壓．1臺移變供出660V系統(tǒng)供電．表5-3-1采區(qū)負荷統(tǒng)計表序號名稱型號使用個數(shù)額定容量Pn/kW額定電壓Vn/V額定電流In/A功率因素cosφnIn.st/InMn.st/Mn額定效率ηn負荷系數(shù)KLO1采煤機MLS3H-3401170×21140108×20.865.520.930.752刮板機SGZ730/3201160×2114097.1×20.96.02.30.940.83順槽帶式輸送機DSJ100/80/160180×2114095.7×20.886.52.40.9350.854順槽轉載機SZZ764/1321132114079.20.96.02.30.9360.855破碎機PCM－1101110114065.10.917.02.30.940.856乳化液泵XRB2B－80/200120011401160.96.52.20.940.97噴霧泵XPB－250/551551140360.886.52.20.920.858液壓安全絞車JD-1311366013.70.875.60.890.759順槽絞車JD-40240×2660450.866.52.50.90.7510上山帶式機DX-1000/55155660620.847.02.50.910.911設備總容量14653、移動變壓器容量、臺數(shù)確定①給1140V系統(tǒng)供電的變壓器＝式中：SBJ——變壓器的計算許用容量,kVAKx——需用率,經(jīng)計算為0.56——聯(lián)結到變壓器的用電設備的總額定容量,1207kWcosψpj——電動機加權平均功率因素,綜合機械化采煤面取0.7根據(jù)計算選用兩臺KSGZY－630/6/1.14型變壓器。②給660V系統(tǒng)供電移變的選擇：＝經(jīng)過計算,660V供電系統(tǒng)變壓器選擇KSGZY－200/6/0.69型變壓器1臺。采區(qū)變電所選KBSG200/6干式變壓器一臺給上山帶式輸送機供電。5.3.2高低壓電纜的選擇1．高低壓電纜的選擇型號：根據(jù)供電系統(tǒng),高壓電纜的需用包括以下幾個部分：①采區(qū)變電所內高壓配電箱到工作面KSGZY－630/0.69型移動變電站的電纜,取長度為750＋650=1400m。②采區(qū)變電所內高壓配電箱到綜采面順槽內KSGZY－315/0.69型移動變電站長度1400m。上述電纜的電壓等級６kV級雙屏蔽監(jiān)視型高壓軟電纜,電纜型號,UCP－3*50＋1*16．③移動變電站變壓器二次從饋電開關到工作面1140V用電設備的電纜選用UCPJR3×95＋1×50＋2×2.5－0.66/1.14型橡膠軟電纜。2、以綜采工作面采煤機組電纜的選擇進行計算．電纜長度：Lsx＝1.1×〔110＋150＝286m取電纜長度為300m3、確定電纜的芯線數(shù)目①按機械強度初步確定電截面采煤機組,滿足機械強度為最小截面為50－70m㎡②按長時允許負荷電流選擇電纜截面,電纜長時允許負荷電流應大于或等于實際流過電纜的工作電流,即：KIy≥Ig式中：Iy——電纜長時允許負荷電流,AIg——實際流過電纜的工作電流,AK－環(huán)境溫度校正系數(shù)單臺電壓〔MLS3H-340的載流量供電。以電動機在額定電流計算Ｉn＝108A查表電纜截流量已知。電纜截面大于50mm2。③按電機正常工作時的電源確定主截面,對井下低壓網(wǎng)路通常忽略阻抗電壓損失部分。采區(qū)低壓電網(wǎng)的電壓損失,由以下部分組成：ΔＵ＝ΔＵz+ΔＵg+ΔＵB＝34.3＋9.4＋106.5＝150.2V計算電纜支線的電壓損失公式為ΔＵz＝=式中：Kf——負荷率,0.75Pe——電動機的額定功率,340kWLz——支線電纜的長度,300mV——電導率,42.5Ue——額定電壓,1140VSz——電纜導線截面,50.5mm2ηd——電動機的效率,0.92計算電纜干