资源描述
山西大同李家窑煤业有限责任公司
82205工作面设计阐明书
矿 别:
李家窑煤业
单 位:
生产技术科
工作面名称:
82205工作面
二〇一七年一月十日
目 录
前 言 2
第一章 工作面概况及地质特性 2
第一节 概况 2
第二节 地质特性 2
第二章 采煤办法、设备选型及巷道布置 4
第一节 采煤办法及设备选型 4
第二节 工作面巷道布置 6
第三章 工作面生产能力及生产系统 7
第一节 工作面生产能力 7
第二节 生产系统 7
第三节 机电设备及供电 13
第五章 技术经济指标 45
第六章 安全技术办法 46
前 言
依照《采矿设计手册》、《综采技术手册》及《煤矿安全规程》等关于规定及规定,对82205综采工作面进行设计,该工作面位于我矿+1240m水平一盘区,预测8月15日采出。
第一章 工作面概况及地质特性
第一节 概况
一、工作面位置及地表概况
本矿井位于大同煤田南东部,大同市左云县东南26km,小京庄乡李家窑村南,行政区划从属左云县小京庄乡,经济类型为集体所有制公司,其地理坐标为:东经112°44′41″~112°47′52″,北纬39°45′57″~39°48′18″。
井田东南距北同蒲铁路40km,并有小峪及峙峰山运煤专用线于宋家庄站与北同蒲铁路相接,宋家庄站至大同52km,与大秦铁路相连;南至朔州到太原长303km。此外北东有同煤集团王村矿至大同运煤专线。井田北东有左(云)~吴(家窑)公路,往南东与大运高速公路相接,井田南东有岱(岳)~马(营)公路与大运也相连,此外井田内和周边均有简易公路与以上两条公路相连,交通较以便。
该矿东与峙峰山煤业有限公司相邻,西北与整合后左云县长春兴煤矿相邻。南、北无其他煤矿开采。
二、工作面参数
82205工作面为22#煤层综采工作面,本采面北部为已采82203工作面,南部为82207设计采面,西部为22#煤层82204采面。
工作面标高: 1302~1333.5m
工作面走向长度: 890m
工作面长度: 105m
工作面面积: 93450m²
第二节 地质特性
一、煤层及顶底板状况
1.煤层状况
本工作面所采煤层为石炭系山西组中部22#煤层,地质构造复杂,顶板多为中粒砂岩或粗粒砂岩,底板为泥岩,煤层构造简朴,含夹矸0~2层,平均煤层厚度为4.47m,煤层倾角为0~150,煤种类为气煤。本采面在掘进过程中揭露4条断层,最大落差15米,最小落差2米,运送顺槽揭露全岩断层走向长度90多米,对回采影响较大,建议对断层进行探明,决定可采与否。
顶板:上距18号煤层24.75~65.62米,平均厚41.90米,岩性为粒砂岩或粗粒砂岩。
底板:下距22#煤层7.25~29.60米,平均厚21.11米,岩性为泥岩。
2.顶底板状况
顶板:上距18号煤层24.75~65.62米,平均厚41.90米,岩性为粒砂岩或粗粒砂岩。
底板:下距22#煤层7.25~29.60米,平均厚21.11米,岩性为泥岩。
二、地质构造
依照82205工作面胶带运送顺槽、回风顺槽掘进过程实际揭露状况,82205工作面内地质构造简朴,煤层稳定,产状平缓,倾角0~13°。
三、水文地质
依照既有勘探资料及掘进期间涌水状况,82205工作面直接充水因素重要为太原组碎屑岩裂隙含水岩组,该含水岩组重要以中、厚层状中、粗砂岩层间裂隙及脉状裂隙含水为主。且工作面呈南高北低趋势,依照82205工作面胶带运送顺槽和回风顺槽在掘进时涌水量状况,工作面在开采期间也许受水影响较小,预测82205工作面回采期间正常涌水量5m³/h,最大涌水量10m³/h。四邻间不会给工作面回采带来水害威胁。工作面上部为18#煤层,历史采掘状况不详,为保证回采期间安全,必要严格执行探放水制度及制定相应探放水办法。
四、储量
1、可采储量(890-80)*105*3.0*1.47=375070.5t
2、设计采出煤量计算
按停采线80米,采高3.0米,割煤回采率97%:
割煤量:(890-80)*105*3.0*1.47*97%=363818.4t
3、服务年限
循环产量:105×3×0.8×1.47×97% =359t
日产量:359×6=2154t
月产量:2154×25.5=54927t
可采期:375070.5÷54927=6.8(月)
五、瓦斯、煤尘、自燃状况
本面属低瓦斯工作面,瓦斯涌出量很小,但煤层自燃发火倾向为Ⅱ级,属于自燃煤层,自然发火期最短为62天。因此应有严格防止煤层自燃办法。本工作面所采22#煤,属于煤尘爆炸性危险煤层。在回采时规定防尘防爆设施齐全,加强洒水除尘和通风管理工作,并制定严格防尘防爆办法,回采结束后采用黄泥灌浆解决采空区。
六、存在问题及建议
1、为了保证生产正常进行,在生产过程中随时注意工作面地质构造变化,发现问题及时与公司生产技术科联系,以便及时采用有效办法。
2、依照回采时状况,82205工作面回采时也许会受到煤层自燃、有害气体超标等威胁,规定综采队在回采时加强注意,发现异常及时向公司调度指挥中心报告,以便及时采用有效办法。
第二章 采煤办法、设备选型及巷道布置
第一节 采煤办法及设备选型
1、采煤办法
依照82205工作面煤层赋存状况,结合周边矿井实际状况以及矿井当代化发展趋势,采用走向长壁采煤法,顶板采用所有垮落法管理。
2、采煤机选型
依照工作面倾斜长度为105m,采高初步拟定为3.0m,煤层普氏系数f=2-3,采用MG400/930-WD双滚筒采煤机。
3、液压支架选型
①、液压支架选型
依照本面煤层赋存条件、地质构造特性,为保证选用合用支架,使得综采各项工艺参数充分发挥,保证工作面实现高产高效,进行工作面支架选型。
A、依照工作面自然条件,顶板为四类,煤层厚度平均为4.47m,煤层倾角为0°-15°等赋存条件,初步选用支架为掩护式支架。支架支护强度0.92Mpa,取支架支护强度为0.92Mpa。
B、支架工作阻力拟定:
支架工作阻力: Q=Zb(l+c) (Kn)
式中: Z——选定支护强度,取0.92Mpa;
b——支架中心距,取1.5m;
c——顶梁前端至煤壁距离,取0.2m;
l——顶梁长度,取4.0m。
Q=Zb(l+c)
=920×1.5×(4+0.2)
=5796KN
C、支架初撑力拟定
由于82205工作面顶板较不稳定,故拟定支架初撑力不不大于工作阻力80%,即为5040 KN。
D、液压支架高度计算
(1)支架最大支撑高度
考虑到顶板有伪顶冒落或局部冒落,支架最大支撑高度应是煤层最大开采厚度再加200-300mm,即:
hmax=Hmax+(200-300)mm Hmax——煤层开采最大高度,mm。
=3000+300
=3300 mm
(2)支架最小支撑高度
支架最小支撑高度为最小开采高度减去(250-350)
hmin=Hmin-(250-350)mm Hmin——煤层开采最小高度,mm。
=2500-350
=2150 mm
依照以上参数,选用ZF6400/17/32型放顶煤液压支架和ZFG6400/20/32型放顶过渡液压支架。
②.工作面配套设备选型
工作面运送机:依照本面所选支架与运送机、支架控顶距与运送机配合以及采煤机与运送机配合须达到尺寸合理与操作灵活以便规定,再考虑到工作面运送能力须不不大于生产能力,本面运送机均选用SGZ-764/400型双中链刮板运送机。
③.运送道运送设备选型
SZZ764/200转载机一部、PCM160破碎机一部、DSJ100/63/125胶带输送机。
第二节 工作面巷道布置
一、回风顺槽
1.布置:全煤巷跟顶定向布置,全长890m。
2.支护及断面:巷道净断面不不大于12m2,掘进断面:宽*高=3500mm*3000mm。顶板采用锚网、锚索、联合支护,顶部锚杆采用左旋无纵筋螺纹钢锚杆φ20* mm,锚杆间排距800mm*800mm。锚索居中双排布置,间排距mm*mm,锚索6300mm;顶网为Φ6.5钢筋网,规格为:mm×1000mm。巷道靠回采侧锚杆采用树脂锚杆Ф18*1800,杆体为全螺纹式树脂锚杆玻璃纤维增强塑料杆体,间排距为1000*1000mm,托盘为φ125*37.5mm,帮网为尼龙网,规格为:3000mm×50000mm;另一侧为左旋无纵筋螺纹钢锚杆φ20* mm,间排距为1000mm*1000mm,帮网为Φ6.5钢筋网,规格为:mm×1000mm。
3.用途:肩负本工作面回风、材料及设备运送、防尘管路等任务。
二、运送顺槽
1.布置:全煤巷跟顶定向布置,全长890m。
2.支护及断面:巷道断面为矩形。掘进断面:宽*高=4600mm*3000mm。顶板采用锚网、锚索、联合支护,顶部锚杆采用左旋无纵筋螺纹钢锚杆φ20* mm,锚杆间排距800*800 mm,托盘采用Q235钢,规格为150*150*10mm。锚索居中双排布置,间排距*mm,锚索φ15.24*6300mm,托板规格为300*300*12mm,顶网为Φ6.5钢筋网,规格为:mm×1000mm。巷道靠回采侧锚杆采用树脂锚杆Ф18*1800,杆体为全螺纹式树脂锚杆玻璃纤维增强塑料杆体,间排距为1000*1000mm,托盘为φ125*37.5mm,帮网是尼龙网,规格为3000*50000;另一侧为左旋无纵筋螺纹钢锚杆,间排距为1000*1000㎜,帮网为Φ6.5钢筋网,规格为:mm×1000mm。
3.用途:肩负工作面煤炭运送、进风、防尘管路、排水管路及生产电缆敷设等任务。
三、切眼
1.布置:全煤巷跟顶定向布置,上下分别与运送顺槽、回风顺槽,中-中长105m。
2.支护及断面:顶板采用锚网、锚索联合支护,巷道断面为矩形:宽*高=7500mm*3000mm,左旋无纵筋螺纹钢锚杆φ20*mm,锚杆间排距800mm*800mm。锚索每排四根布置,间排距*mm,规格φ15.24*6300mm,金属网规格Φ6.5*mm*1000mm。因切眼断面较大,中间增长两排单点液压支柱支护增强支护强度。
3.用途:装备采煤机、综放支架及工作面运送机等设备。
第三章 工作面生产能力及生产系统
第一节 工作面生产能力
本工作面采用“三八”制循环作业:两班生产,一班检修。每个生产班以完毕一次采装运支为一循环,一日6个循环。回采工艺顺序依照工作面顶板状况分两种:当顶板较完整时,工艺顺序为:割煤→移架→移溜;当顶板较破碎时,工艺顺序为:移架→割煤→移溜。煤机割煤高度3.0m:
一、产量(生产能力)
1.循环产量:
Q循环=工作面净长×煤厚×截深×煤容重×循环进刀数×工作面回采率
=105×3×0.8×1.47×1×0.97=359t
2.日产量:
Q日 =Q循环×日循环数
=359×6=2154t
3.月产量:
Q月 =日产量×月平均生产天数
=2154×25.5=54927t
二、可采期
1.日进尺:
L日 =截深×每循环进刀数×日循环数
=0.8×1×6=4.8m
2.可采期:
T可采 =设计可采走向长÷日进尺
=810÷4.8=169天
第二节 生产系统
一、运送系统
(一)运煤系统:工作面→82205运送顺槽→漏煤眼→22#南翼集中胶带大巷→主斜井→地面。
1、工作面刮板输送机运送能力核算
1)SGZ-764/400刮板输送机输送能力Q为800t/h,采煤机生产能力Qc:
Qc=60BHγVc
=60×0.8×3.0×1.47×3=635T/h<800t/h
符合规定。
2)电机功率校验
经计算N0=246kw<400kw,符合规定。
2、工作面转载机运送能力核算
SZZ764/200转载机运送能力为1200t/h,不不大于刮板输送机运送能力,符合设计规定。
3、运送道胶带输送机能力核算
DSJ100/63/125,铺设长度890米,输送能力为630t/h,满足生产规定。
(二)轨道运送系统
进料路线:地面→副斜井→井底车场→22#煤层辅运大巷→二号中部车场→甩车场→辅助运送巷→52205回风顺槽→工作面。
回料路线:与进料线路相反。
二、通风系统
新鲜风流路线:地面→副斜井→井底车场→22#煤层辅运大巷→二号中部车场→22205运送顺槽→工作面。
泛风风流路线:工作面→52205回风顺槽→回风绕道→22#煤层集中回风大巷→总回风大巷→回风斜井→地面。
通风能力计算:
∑Q采=Q采+Q准
式中:Q采——回采工作面实际需要风量,m3/min;
Q准——准备工作面风量,m3/min,按回采工作面实际需要风量50%考虑。
采煤工作面实际需要风量,按瓦斯涌出量和工作面气温、风速与人数等分别进行计算,取最大值。
①按瓦斯涌出量计算
式中:——采煤工作面需要风量,m3/s;
——采煤工作面瓦斯绝对涌出量,0.50m3/min;
C——采煤工作面回风流中容许最大瓦斯含量,1%;
——采煤工作面通风系数,取1.5。
=(100×0.50)/(1×60)×1.5=1.25m3/s
②按二氧化碳涌出量计算
Q采=(100×qco2×T日)/(C×60×1440)×K采通
式中:——采煤工作面需要风量,m3/s;
qco2——采煤工作面二氧化碳含量,0.62m3/t;(参见表6.1-1)
T日——采煤工作面日产量,3575t;
C——采煤工作面回风流中容许最大二氧化碳含量,1.5%;
——采煤工作面通风系数,取1.5。
=(100×0.62×3575)/(1.5×60×1440)×1.5≈2.57m3/s
③按工作面温度计算
Q采=V×S×Ki
式中:Q采——工作面供风量,m3/s;
V——工作面适当风速,根据《煤矿通风能力核定办法》回采工作面温度与风速相应关系详见表6.2-1,取1.5m/s;
S——回采工作面平均有效通风断面,取12.0m2;
Ki——工作面长度系数回采工作面长度调节系数见表6.2-2,取1.0。
回采工作面温度与风速相应关系
表6.2-1
回采工作面空气温度(℃)
采煤工作面风速(m/s)
<18
0.3~0.8
18~20
0.8~1.0
20~23
1.0~1.5
23~26
1.5~1.8
26~28
1.8~2.5
28~30
2.5~3.0
回采工作面长度调节系数
表6.2-2
回采工作面长度(m)
80~150
150~200
>200
长度调节系数(K长)
1.0
1.0~1.3
1.3~1.5
Q采=1.6×12.0×1.0=19.2m3/s
④按人数计算
式中:4——每人每分钟供应风量不得不大于4m3;
——工作面同步工作最多人数,取21人。
Q采=4×21=84m3/min=1.4m3/s
⑤按工作面最大过风断面校核
Q≤4×12=48.0m3/s
Q≥0.25×12=3.0m3/s
经上述计算,拟定回采工作面需风量为20m3/s,
三、防尘系统
(1)防尘水线路:
井上消防水池→主斜井→22#煤层集中皮带大巷→辅助运送巷→22205运送顺槽→工作面;
(2)防尘供水能力核算
供水量计算
序号
设备名称或地点
单位
数量
耗水量(m3/h)
备注
1
采煤机清水泵
台
1
2
2
乳化液泵
台
1
1
3
净化水幕
组
2
1.4
4个喷头
4
转载点
个
3
1.4
5
支架移架喷雾
组
72
0.2
正常使用2组
6
两道防尘
个
2
1.4
依照以计算,工作面回采时供水量为11.8m3/h,
(3)防尘管路选取
依照综采工作面关于规定,工作面两道采用均采用φ108管路供水。供水能力校验:
式中:—管路内径,mm;
q—设计流量,取15m3/h;
v—流速,取2m/s。
经计算,=51.5mm<108mm,符合规定。并每隔50、100米设立一种三通阀门。
(4)隔爆设施
在52205回风顺槽、22205运送顺槽70米和450米处,各设一组隔爆水槽,排距:1.67m,间距:0.1m,共12排,每排4个,水量:12*4*60=2880升。
隔爆水槽吊挂规定:
1)水袋吊挂要整洁。吊挂时每排4个;
2)注水量要充分,达到水槽设计容量;
3)水袋应设在巷道直线段内,与巷道交叉口、转弯处距离不不大于50m。
4)水袋挂钩位置要对正,相对布置(钩尖与钩尖相对),钩尖角度60度左右。
a)水棚构造与选型
隔爆水棚选用塑料水袋,其容积为60L。
b)水棚计算与布置
①总水量
G=gs=200×13.8=2760m³
G=gs=200×10.5=2100m³
式中:G——总水量,L;
s——巷道断面积,m2,取12 m2;
g——每m2所需水量,L/ m2,重要巷道为普通400 L/ m2,其他巷道普通为200 L/ m2。
②每架水棚量
Gn=G0×n=60×4=240L/㎡
式中:——每架水棚水量,L;
——每个水槽水量,60L/个;
——每架水棚水槽个数,取4个;
③水棚架数
n=G/G0=2760/240=12架
式中:n——水棚架数(取整数),架;
G——总水量,L;
——每个水槽水量,60L/个;
④水棚区长度
L=nC=12×1.67=20.04m
式中:L——水棚区长度,m;
n——水棚架数,架;
C——水棚间距,m,取1.67m;
c)隔爆水袋加强架设规定
①水袋在巷道中安装方式呈横向吊挂式布置;
②水袋边沿与巷壁、支架、顶板、构筑物之间垂直距离不得不大于100mm,距顶梁(顶板)垂直距离不不大于1.0m;
③同一排(列)中水袋之间最小间隙不不大于100mm;
④在倾向巷道中,安装水棚时,棚子与棚子之间应用铅丝拉紧,以免水槽晃动,并应调节水袋棚与支架连接构件,使袋面保持水平;
⑤每周至少检查一次隔爆设施安装地点、数量、水量及安装质量,发现问题应及时解决。
三、排水系统
工作面两道清理干净,不得堆存杂物,并且在工作面上下出口处准备好排水设备及排水管路。
(1)排水路线:
52205回风顺槽→辅助运送巷→二号中部车场→22#煤层辅运大巷→井底车场→井底水仓→副斜井→地面
22205运送顺槽→辅助运送巷→二号中部车场→22#煤层辅运大巷→井底车场→井底水仓→副斜井→地面
(2)排水能力计算
依照地质阐明书,工作面回采时最大涌水量为10m3/h,扬程H=50米,采用接力排水方式进行。选用QSBK7.5潜水泵进行排水。
(3)排水管路选取
依照惯用状况,选用φ108钢管进行排水,在低洼处设三通阀门。
四、安全监测监控系统
矿井安装KJ90NB瓦斯监控系统一套,对工作面进行实时监控,瓦斯传感器分别安装在工作面上隅角、回风顺槽外口、运送顺槽外口。报警浓度1%,断电浓度为1%(上隅角断电浓度为1.5%)。断电范畴为工作面内及两道有有电器设备。
五、通讯系统
工作面内部采用通讯系统,在22205运送顺槽及52205回风顺槽距工作面20m处安设防爆电话各一部,该电话可与公司调度直通,同步在22205运送顺槽皮带机头安设一部电话,以此对两巷设备运营进行控制和理解运营状况。
第三节 机电设备及供电
一、机电设备
机电设备表
序号
名 称
型号
单位
数量
备注
1
液压支架
ZF6400/17/32
架
67
2
液压支架
ZFG6400/20/32
架
5
过渡支架
3
采煤机
MG400/930-WD
台
1
4
工作面运送机
SGZ-764/400
部
1
5
乳化液泵
BRW400/31.5
套
1
6
清水泵
BPW315/10
台
2
7
照明灯
DGC-30W/127N
盏
13
8
胶带运送机
DSJ100/63/125
部
1
9
转载机
SZZ764/200
部
1
10
破碎机
PCM160
部
1
11
高压开关
BGP23-6
台
3
12
移动变电站
KBSGZY-800/6
台
3
13
移动变电站
KBSGZY-630/6
台
1
14
移动变电站
KBSGZY-315/6
台
1
15
低压组合开关
QJZ-4×315/1140
台
3
16
低压组合开关
QJZ-315/1140
台
2
17
调度电绞
JD-25
部
8
18
回柱机
JH-20
台
2
19
潜水泵
QSBK-7.5
台
4
20
磁力开关
QBZ-80N
台
8
21
磁力开关
QBZ-80
台
4
23
煤电钻综保
ZBZ-2.5Z
台
2
25
低压馈电开关
BKD-400
台
3
26
照明综保
ZBZ-2.5M
台
2
二、82205工作面重要电气设备负荷记录
设备名称
型 号
功率(Kw)
电压级别(V)
使用电压(V)
其她
参数
采煤机
MG400/930-QWD
2*400+2*50+30
3300
3300
刮板机
SGZ/764/800
2*400
3300
3300
转载机
SZZ-764/200
200
1140
1140
破碎机
PLM160
160
1140
1140
乳化液泵
BRW-400/31.5
2*250
1140/660
1140
喷雾泵
BPW-315/16
2*125
1140/660
1140
皮带输送机
DSJ100/63/125
125
1140/660
660
皮带涨紧装置
2*7.5
660
660
回柱绞车
JHMB-14
2*18.5
1140/660
660
调度绞车
JD-2.5
40
1140/660
660
双速多用绞车
JSDB-19
3*45
1140/660
660
3300V系统负荷
1730KW
共计:3602KW
1140V系统负荷
1520KW
660V系统负荷
352KW
三、变压器选取计算:
依照公式:
式中 —需用系数,
—加权平均功率因数,取0.7
1、总容量计算 =3742(Kw)
需用系数
=0.4+0.6×920/3742
=0.55
=0.55×3742/0.7=2940(KVA)
为保证供电质量和考虑后来用电负荷增长选KBSGZY/T-1600移变1台,KBSGZY/T-移变2台,KBSGZY/T-630移变2台,分别:
1#移变供:乳化泵、喷雾泵、82205进风顺槽1140v电源;
2#移变供:采煤机、转载机、破碎机;
3#移变供:工作面刮板输送机、备用开关;
4#移变供:82205运送顺槽660v电源;
5#移变供:82205运送顺槽1140v电源.
2、1#移变校验:
总负荷:=250×2+125×2+18.5+45=813.5(Kw) 取0.7
需用系数:
=0.4+0.6×250/813.5
=0.58
则:=0.58×813.5/0.7=674(KVA)<1600(KVA) (合格)
3、2#移变校验:
总负荷:=920+400+200=1520(Kw) 取0.7
需用系数:
=0.4+0.6×920/1520
=0.76
则:=0.76×1520/0.7=1650(KVA)<(KVA) (合格)
4、3#移变校验:
总负荷:=400+400=800(Kw) COSΨpj取0.7
需用系数:
=0.4+0.6×400/800
=0.7
则:=0.7×800/0.7=800(KVA)<(KVA) (合格)
5、4#移变校验:
总负荷:=45+18.5+7.5+125=196(Kw) 取0.7
需用系数:
=0.4+0.6×125/196
=0.78
则:=0.78×196/0.7=218.4(KVA)<630(KVA) (合格)
6、5#移变校验:
总负荷:=45+40+7.5+160×2=412.5(Kw) 取0.7
需用系数:
=0.4+0.6×160/412.5
=0.63
则:=0.63×412.5/0.7=371.25(KVA)<630(KVA) (合格)
四、高压电缆选取
1、型号拟定,向工作面移动变电站供电10kV高压电缆选用MYPTJ-8.7/10KV3×120+3×50/3+3×2.5电缆。
2、按经济电流密度初选主截面
(1)向工作面移动变电站供电总负荷电流
Imax。w = = =170A,
(2)按本矿综采设备年最大负荷运用小时数不不大于5000,查电缆经济电流密度,查表得=2A/mm2
则高压电缆经济截面为
mm2
依照以上计算和考虑后来负荷增长,选取工作面进线高压电缆为MYPTJ-8.7/10KV3×120+3×50/3+3×2.5型电缆,长度为2170米,由于82205工作面顺槽较长和运用此前掘进巷道2台移变,高压电缆重要分为3段,第一段从中央变电所618#高开到22205巷绕道口630移变高压侧,长度为1000米;第二段从22205巷绕道口630移变到22205巷750米630移变到工作面1600移变高压侧,长度为850米 。所选电缆截面偏大,当热稳定校验和电压损失校验能通过时,基本满足使用规定。
3、按长时最大容许负荷电流校验
查表得MYPTJ-8.7/10KV3×120+3×50/3+3×2.5型电缆长时最大容许负荷电流Ip=295A。
长时最大负荷电流=170A(已计算)。
=170<=295A,故满足规定。
4、按热稳定条件校验电缆截面
==9.95 mm2<120mm2,满足热稳定规定。
式中 A,tph取0.25s,C取145.
5、按容许电压损失校验电缆截面
MYPTJ-8.7/10KV3×120+3×50/3+3×2.5型电缆查表得,当=0.7时,120mm2 铜芯电缆每兆瓦公里负荷矩电压降为:K=0.257%。
按公式:ΔU1=KPL
式中 K—每兆瓦公里负荷矩电缆中电压损失百分数,其数值可查
P—电缆输送有功功率,MW
L—电缆线路长度,KM
ΔU1=KPL=0.257%×3.742×2.35=2.26%<5%
故综上所述,所选MYPTJ-8.7/10KV3×120+3×50/3+3×2.5型高压电缆可以满足供电规定。
五、低压电缆截面选取
1、低压电缆型号拟定
供电系统如上图所示,选取低压电缆要符合《煤矿安全规程》规定。依照电压级别、使用保户环境、机械工作状况等拟定电缆型号,向采煤机、转载机、破碎机、刮板输送机供电电缆选MYPTJ型,向喷雾泵、乳化液泵和其她符合供电电缆选MCP型。
2、按长时最大负荷电流与电缆机械强度初选低压电缆截面
(1) 当1根电缆控制1台电动机时,流过电缆长时最大工作电流即为电动机额定电流,可用公式算出。
(2) 当电缆向2台电动机供电时,长时最大工作电流,取2台电动机额定电流之和,即
(3) 当电缆向三台及以上电动机供电时,长时最大工作电流,可用下式计算
各段电缆截面经计算后,初选成果列在下表中。
按电动机额定电流与电缆机械强度规定初选低压电缆截面
电缆编号
负荷名称
机械强度规定最小截面/mm2
长时负荷电流/A
长时负荷电流规定最小截面/mm2
初选原则截面/mm2
长度/m
备注
L17
L18
L19
L20
L21
L22
L23
1#喷雾泵
2#喷雾泵
1#乳化液泵
2#乳化液泵
尾巷绞车
尾巷18.5绞车
尾巷45绞车
16~35
16~35
16~35
16~35
10~25
10~25
10~25
90.5
90.5
180
180
46
13.4
32.6
25
25
70
70
16
16
16
50
50
70
70
35
35
35
35
43
56
65
350
10
5
1号移动变电站
L24
L25
L26
采煤机
转载机
破碎机
35~50
16~35
16~35
230
100
50
95
25
25
95
50
50
310
72
100
2号移动变电站
L27
L28
刮板输送机尾
刮板输送机头
16~35
16~35
100
100
25
25
50
50
290
135
3号移动变电站
L4
L5
L6
L7
L8
皮带电机干线
皮带电机
45绞车
18.5绞车
皮带拉紧装置
16~35
16~35
10~25
10~25
10~25
120
156
56
23
9.5
35
25
10
4
4
35
35
35
25
25
75
15
20
5
35
4号移动变电站
3、按容许电压损失和起动条件校验电缆主截面
《煤矿井下供电设计技术规定》条规定“对距离最远、容量最大电动机(如采煤机、工作面输送机等),在重载状况下应保证起动,如采掘机械无实际最小起动力矩数据时,可按电动机起动时端电压不低于额定电压75%校验。正常运营时电动机端电压容许偏移额定电压±5%,个别特别远电动机容许偏移-8% ~ -10%。
不同电网电压下正常与最大容许电压损失表
额定电压 /V
变压器副边额定电压
U2N=1.05UN/V
正常运营时电动机负偏移-5%UN
个别状况下电动机最大负偏移-10%
电动机最小端电压Umo=0.95UN/V
容许电压损ΔUp=U2N-Umo/V
电动机最小端电压Umo=0.9UN/V
容许电压损
ΔUp=U2N-Umo/V
127
380
660
1140
3300
133
400
693
1200
3465
121
361
627
1083
3135
12
39
66
117
330
114
342
594
1026
2970
19
58
99
174
495
1)1号移动变电站供电系统
(1)正常运营时电压损失
① 变压器电压损失
查铭牌得KBSGZY-T-1600/ 10移动变电站负载损耗∆PN=8500W,阻抗电压u%=5%,计算移动变电站每相电阻、电抗值。
Ω
Ω
Ω
1号移动变电站低压侧负荷电流
A
(依照实际工作状况,计算得到需要系数为0.58,加权平均功率因数为0.7,1号移变总功率为813.5KW。)
1号移动变电站在正常运营时电压损失
V
1号移动变电站所带负荷较少,变压器功率因数取加权平均值,即
,。
②向喷雾泵供电电缆电压损失
V
电动机效率,预计0.9。
③ 向乳化液泵供电电缆电压损失
V
④向尾巷绞车供电电缆电压损失
V
⑤电压损失校验
向喷雾泵供电电压损失V<=117V,满足喷雾泵对供电规定。
向乳化液泵供电系统电压损失V<=117V,满足乳化液泵对供电规定。
向尾巷绞车供电系统电压损失V<=117V,满足绞车对供电规定。
2)2号移动变电站供电系统
2号移动变电站供电系统其负荷为采煤机、转载机和破碎机。
(1)正常运营时电压损失
① 变压器电压损失
查铭牌得KBSGZY-T-/ 10/3.45移动变电站负载损耗∆PN=9700W,阻抗电压u%=5.24%,计算移动变电站每相电阻、电抗值。
Ω
Ω
Ω
2号移动变电站低压侧负荷电流
A
(依照实际工作状况,计算得到需要系数为0.76,加权平均功率因数为0.7,2号移变总功率为1520KW。)
2号移动变电站在正常运营时电压损失
V
2号变压器功率因数取加权平均值,即
,。
②向采煤机供电电缆电压损失
V
电动机效率,预计0.9。
③ 向转载机供电电缆电压损失
V
④向破碎机供电电缆电压损失
V
⑤电压损失校验
向采煤机供电电压损失V<=330V,满足采煤机对供电规定。
向转载机供电系统电压损失V<=330V,满足转载机对供电规定。
向破碎机供电系统电压损失V<=330V,满足破碎机对供电规定。
3)3号移动变电站供电系统
(1)按正常运营时电压损失校验
① 变压器电压损失
查铭牌得KBSGZY-T-/ 10/3.45移动变电站负载损耗∆PN=9700W,阻抗电压u%=5.24%,计算移动变电站每相电阻、电抗值。
Ω
Ω
Ω
3号移动变电站低压侧负荷电流
A
(依照实际工作状况,加权平均功率因数为0.7,3号移变总功率为1520KW。)
3号移动变电站在正常运营时电压损失
V
3号变压器功率因数取加权平均值,即
,。
②向刮板输送机头部供电电缆电压损失
V
电动机效率,预计0.9。
③ 向刮板输送机尾部供电电缆电压损失
V
④电压损失校验
向刮板输送机头部供电电压损失V<=330V,满足刮板输送机头部对供电规定。
向刮板输送机尾部供电系统电压损失V<=330V,满足刮板输送机尾部对供电规定。
4)4号移动变电站供电系统
(1)正常运营时电压损失
① 变压器电压损失
查铭牌得KBSGZY-T-630/ 10移动变电站负载损耗∆PN=4100W,阻抗电压u%=4
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