矿井设备选型及供电系统设计.doc

摘要
煤炭是我国主体能源，是能源安全的基石，摸清煤炭的资源储量，评价煤炭资源储量开发利用前景，有利于我国煤炭工业规划的制定，有利于煤炭资源节约保护和合理开发利用。随着煤炭工业的现代化，综采工作面机械化程度越来越高，综采工作面机电设备容量不断增大，机械化程度的提高，为加快工作面的推进速度，提高生产率，对煤矿电气设备有了更高的要求，同时煤矿运行的生命线就是电。本次设计主要是为内蒙古呼伦贝尔市扎赉诺尔区灵露矿进行井下综采工作面设备选型和供电设计，设备选型以主要设备为主，通过选型负荷来确定井下供电系统，合理的选型不仅为工矿安全打下了结实的基础，而且在经济效益上也有显著提升。
关键词：
采煤机 刮板输送机 负荷统计 变压器 整定保护

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Abstract
Coal is the main energy in China, is the cornerstone of energy security, find out the coal resources reserves, the exploitation and utilization of coal resources and reserves evaluation of prospects, conducive to the development of China's coal industry planning, is beneficial to saving the protection and rational development and utilization of coal resources. With the modernization of the industry, fully mechanized working face of increasingly high degree of mechanization, capacity of electromechanical equipment in fully mechanized mining face is increasing, the degree of mechanization raise, to speed up the working face advancing speed, improve the productivity, there are more requirements on the coal mine electrical equipment, at the same time the lifeline of run of mine coal is electric. This design is mainly for the Inner Mongolia Hulun Buir City District of Zhalainuoer dew mine fully mechanized mining face underground equipment selection and power supply design, selection of equipment to the main equipment, to determine the underground power supply system through the selection of load, the reasonable selection for the industrial and mining safety not only laid a solid foundation, but also a significant increase in economic benefit.
Keywords:
Shearer scraper conveyor load statistics of transformer protection setting

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目录
摘要 I
Abstract II
绪论 1
一、课题背景 1
二、课题意义 1
三、课题来源...........................................................................................................1
第1章 矿井基本概况 3
1.1矿井基本概述 3
1.2矿井煤层情况 3
1.3设计方案确定......4
第2章 井下主要设备选型设计 5
2.1滚筒采煤机的选型 5
2.2 液压支架的选型 9
2.3刮板输送机的选型 12
2.4 胶带输送机的选型 15
2.5乳化液泵站与转载机的选择 19
2.6喷雾泵站与破碎机水泵的选择 19
第3章 矿井供电系统设计 20
3.1 矿井供电简介 20
3.2 采取变电所位置的确定 21
3.3 拟定采区供电系统的原则 22
3.4 采区主要设备 22
第4章 采区变电所设备选型 24
4.1 采区负荷计算及变压器容量台数确定 24
4.2 电缆型号及长度的确定 26
第5章 采区电气设备选择校核 34
5.1 采区高压开关柜的选择 34
5.2 矿用低压隔爆开关选择 34
5.3 真空磁力起动器的选择 35
5.4 保护装置的整定计算 36
第6章 采区低压短路电流的计算 38
6.1 综采工作面短路计算图..................................................................................39
第7章 井下照明、信号 40
7.1 井下固定照明 40
7.2 采区接地保护措施 41
结论.............................................................................................................................43
参考文献.....................................................................................................................44
致谢 45

附录.............................................................................................................................46
(图纸另附)

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绪 论
一、课题背景
煤炭行业是国民经济的一个重要支柱，目前乃至未来相当长一段时期内是我国的主要能源之一。煤炭工业是我国经济建设的重要基础，随着技术的进步，机械与电气设备不断的更新换代，而井下的供电线路设备也在不断地在淘汰，所以经济合理的设计引进新的电气设备是非常有必要的，同时也要做到安全可靠的进行采区工作面的供电设备布置，所以对矿井采取工作面的设备选型以及供电设计具有重要意义。
二、课题意义
(1)实际应用的角度
世界十大高危行业中，煤矿企业就属于其中一种高危行业，其中许多事故都是由于矿井供电系统设计不合理引起的。
煤矿中如果突然供电中断，不仅会影响生产效率，而且有可能发生大型设备损坏，严重时会出现人身事故。
由于矿山生产环境复杂，自然条件恶劣，供电设备容易受到损坏，可能出现漏电或产生电火花导致火灾和瓦斯煤尘爆炸等事故。所以井下供电一定要可靠、安全。在满足可靠与安全的前提下，还应保证供电质量技术的合理性。同时，还要做到供电系统简单，安装、运行操作方便，使建设投资小和运行费用低。设计本着安全性、可靠性、合理性、经济性四个方面对矿井供电系统进行设计，以保证矿山企业能够安全生产的同时能做到简操作低能耗。
(2)毕业生的角度
本次设计是大学四年专业知识学习的综合体现，通过这次设计能够让我们熟练掌握机械设备的选型和矿井供电系统的设计，这样有效的把机械与电气融合在一起，体现出本专业的特点。同时，也在设计中提高课外自主查阅资料的能力，了解我国现在煤炭行业前沿供电技术。有助于自己以后在机械、供电领域从事工作。
三、课题来源
在内蒙古呼伦贝尔市扎赉诺尔区灵露矿进行毕业实习，为期15天，我们对灵露矿进行了大量的数据收集。本次设计是根据灵露矿的地质概况，设计生产量，煤层厚度，煤层倾角等进行设备初步选型，根据选型设备进行负荷统计，进行矿井供电设计。
通过本次矿井主要设备选型及供电系统设计，使我们能够了解国家各项技术经济政策，掌握有关井下设备选型和供电的规程、规定；能够正确的选择和使用各项设备，为选择与维护奠定良好的基础；能够正确合理的分析、设计和确定选型供电设计方案，选择、计算和整定、试验各类保护装置；能够正确合理的布置各种设备；能够对设计中的各种方案进行技术经济指标的分析和比较，确定最佳方案。通过本次设计让我们学会设备选型，供电方法，学会如何运用所学知识解决实际问题，使我们具有煤矿企业的设计能力。
第1章 矿井基本概况及设计方案确定
1.1矿井基本概述
灵露矿位于满洲里市扎赉诺尔煤田向斜西翼的中部，井田南北走向长3.86km，东西倾斜宽3.27km，面积12.35km2。2009年7月8日建井，2013年11月26日进行试生产，井田内有地质资源量为590.5Mt，可采储量278.3Mt，矿井设计年生产能力为300万吨，矿井服务年限为71.4年。
矿井采用斜井、多水平、分层组方式开拓。矿井共有三条井筒，分别主斜井1199m(13°47′、宽3.7m、断面12.4㎡)，副斜井920m(13°42′、宽4.2m、断面14.0㎡)、风井486m(25°、宽4.2m、断面14.0㎡)。
本矿井属于瓦斯矿井，一采区煤层煤尘具有爆炸的危险性，煤尘爆炸指数为39.11%，Ⅱ煤层自燃倾向等级为一类容易自燃煤层。 矿井CH4相对涌出量为0.498m3/t，CO2相对涌出量为1.676m3/t，CH4绝对涌出量为0.389 m3/min，CO2绝对涌出量为1.309m3/min。无煤(岩)与瓦斯(二氧化碳)突出危险，无冲击地压现象。
本矿井采用中央并列式的通风方式，采用主斜井辅助进风、副斜井主进风，回风斜井回风，矿井采用抽出式通风方法。
巷道均按规定设有三通阀门，净化水幕，隔爆水袋，并定期进行消尘，粉尘检测。综采工作面采煤机内外喷雾，液压支架移架喷雾，各转载点喷雾齐全完好。各掘进工作面采用净化水幕，隔爆水棚，喷雾降尘，冲洗巷帮降尘，个人防护等综合防尘措施。
1.2矿井煤层情况
煤层厚度
(m)
最大14
煤层结构
较复杂
煤层倾角
(度)
最大7
最小7
最小5
开采煤层
一次采全高
开采方法
放顶煤开采
稳定程度
较稳定
工作面长度
(m)
175
倾斜程度
近水平
面积
(km2)
12.35
1.3 设计方案确定
在经过经济和技术比较以后，初步确定设计方案。
方案一：
1. 灵露矿煤层最大厚度14m，最小厚度7m，属厚煤层，煤层倾角6°，属近水平煤层根据煤质疏松度，选择普通采煤机一次采全高。
2. 液压支架采用综采放顶煤液压支架。
3. 采区工作面采用双回路电源供电，单母线接线，分列运行。一但发生故障采区电路采用并列运行。
方案二：
1. 灵露矿煤层最大厚度14m，最小厚度7m，属厚煤层，煤层倾角6°，属近水平煤层根据煤质疏松度，选择普通采煤机分层开采。
2. 液压支架采用综采普通液压支架。
3. 采区工作面采用双回路电源供电，双母线分段接线。
方案比较：在巷道前期准备中分层开采工作量要大于一次采全高，而且在采煤过程中，分层开采要远远小于一次采全高的采煤效率，根据灵露矿煤质疏松所以采用一次采全高采煤工艺。在液压支架方面综采放顶煤液压支架能达到更好地支护效果。在矿井供电系统设计中，双回路电源供电是煤矿安全规程中的规定，在接线方面，双母线接线虽然更能达到安全可靠的供电的效果，但是在操作过程中，接线复杂，投资费用大。而单母线接线有更好地灵活性。

第2章 井下主要设备选型设计
设计依据：煤层倾角6º，工作面长度约175m，矿井设计生产率300万吨，矿井工作制度：年工作日为330d，每天为三班出煤，一班检修，每班工作6h，每天提升时间是6h。灵露矿采用长臂采煤法，综采放顶煤工艺。为保证回采工作的顺利进行，开采过程中需留1.0m底煤用以护底，0.5m顶煤用以保顶。因此实际开采厚度为12.5m。
2.1滚筒采煤机的选型
2.1.1滚筒直径的选择
根据灵露矿煤质实际情况及目前我国采煤机生产现状及使用情况设计选用双滚筒采煤机。
双滚筒采煤机滚筒直径应大于最大采高hmax的一半，一般可按D=(0.52～0.6)hmax选取，采高大时取小值，采高小时取大值。目前双滚筒采煤机的滚筒直径也已经系列化，所以滚筒直径的选取选取和标准直径相近的数值。
D=0.52×3.5=1.82(m)
根据计算值，设计选取2m。
2.1.2截深的选择
截深的选择，受煤层厚度、倾角、顶板稳定性、截割阻抗、及液压支架的推移步距影响。中厚煤层一般选取0.6m～0.8m，同时考虑到我国生产的采煤机大部分截深在0.6m左右，但是灵露矿煤层厚度大，设计选取截深为0.8m。
2.13滚筒转速及截割速度
滚筒转速的选择，直接影响截煤比能耗、装载效果、粉尘大小等。转速过高，不仅煤尘产生量大，且循环煤增多，转载效率降低，截煤比能耗降低。根据新型采煤机直径2.0m左右的滚筒转速多为25～40r/min左右，直径小于1.0m的滚筒转速可高达80r/min。
滚筒直径为2m，转速取35r/min，则可计算出截割速度。
根据公式:
式中： vi--截割速度， m/s
D--滚筒直径, m*
n--滚筒转速，r/min
m/s
2.1.4采煤机最小设计生产率
采煤机最小设计生产率与采煤机有效开动率有关。虽然综合机械化开采在我国厚煤层一次采全高工作面的应用已经成熟，机械设备的生产加工技术也比较完善，设备可靠性也大大提高，但采煤工作面煤层潜在的变数及机械设备的检修等的各种因素均影响采煤机有效开动率，我国平均水平在40％左右。设计取正常开动率为45％。
采煤机最小设计生产率由下式计算：
式中：
Qmin——采煤机最小设计生产率，t/h，
W——采煤工作面的日平均产量，3000000÷330=9091(t)
取采煤机的有效开动率为0.4，则采煤机最小设计生产率为：

2.1.5采煤机在截割时的牵引速度及生产率
采煤机截割时牵引速度的高低，直接决定采煤机的生产效率及所需电机功率，由于滚筒装煤能力，运输机生产效率，支护设备推移速度等因素的影响，采煤机在截割时的牵引速度比空调时低得多，采煤机牵引速度在零到某个值范围内变化，选择截煤机时的牵引速度，要根据下述几个方面因素，综合考虑。
1.根据采煤机最小设计生产率Qmin决定的牵引速度V1,
(m/min)
式中：Qmin——采煤机最小设计生产率，841.75t/h，
H——采煤机平均采高，3.5m，
B——采煤机截深，0.8m
γ——煤的容重，1.35t/m3

2.根据截齿最大切削厚度决定的牵引速度V2，
采煤机截割过程中，是滚筒以一定的转速n，同时又以一定的牵引速度V2沿工作面移动，切削厚度呈月牙规律变化，如果滚筒一条截线上安装的截齿数为m，则截齿最大的切削厚度hmax在月牙中部，可用下式求出。
mm
上式中，m为叶片上每条截线的截齿数，一般取3，n根据上面的计算取35r/min。一般来说，hmax应小于截齿伸出齿座长度的70％，根据国产采煤机的实际情况，取45mm。
则： m/min
式中：hmax——截齿在齿座上伸出长度的70％，取45mm。
则：
综上所述，采煤机的牵引速度取V=4.7m/min
2.1.6采煤机小时生产能力计算
工作面按年产3.0Mt，每年按330d计算，工作方式为“四六制”，即三班出煤，一班检修，工作面长度按175m计算，要求采煤机平均落煤能力为：

式中： Qm——采煤机平均落煤能力，t/h；
Qr——采煤机平均日产量，2121.2 t/d；
L——工作面长度，175m；
Ls——输送机弯曲段长度，20m；
Lm——采煤机两滚筒中心距，12.81m；
——煤层实体煤容重，1.35t/m3；
——工作面回采率，93%；
Td——采煤机返向时间，1min；
B——采煤机截深，0.8m；
H——平均采高，3.5m；
K——采煤机平均日开机率，0.45。
带入参数计算得采煤机平均落煤能力为：

2.1.7采煤机平均割煤速度
工作面是否达到预定的产量，主要取决于采煤机的切割速度。

2.1.8采煤机最大割煤速度和最大生产能力
采煤机最大割煤速度：

采煤机最大生产能力：

式中：
——采煤机最大割煤速度，m/min；
——采煤机最大落煤量，t/h；
——采煤机割煤不均衡系数，取1.45。
Vmax＝1.45×1.23＝1.78 m/min
Qmax＝1.45×279.4＝405.3t/h
2.1.9采煤机截割功率
按采煤机单位能耗计算采煤机的截割功率为：

式中： N——采煤机截割功率，kW；
——备用系数，取=1.25；
——采煤机割煤单位能耗，
=0.55～ 0.85kWh/m3，取=0.75kWh/m3,则工作面采煤机截割功率为：
N=60×1.25×0.8×3.5×1.78×0.7=261.7kW
根据以上计算初步选取型号为MG450/1040-WD的采煤机。
主要参数如下：

MG450/1040-WD采煤机主要参数列表
采高(m)
2.1～4.8
摇臂长度(mm)
2890
机面高度(mm)
526
滚筒直径(m)
2.0
截深(mm)
800
牵引力(KN)
748
牵引速度(m/min)
0～8.69
装机功率(KW)
1040
1. 理论生产率：

式中： Qt--理论生产率， t/h
H--工作面平均采高，m
Vq--采煤机截割时的最大牵引速度，m/min
--煤的实体密度，=1.3～1.4t/m3，一般取1.35t/m3
2. 技术生产率
Q=QtKL=1970.80.6=1182.48t/h
式中： Q--技术生产率
KL--与采煤技术的可靠性和完备性的系数，一般取0.6
3. 实际生产率
Qm=QK2=1182.480.6=709.48t/h
采区综放工作面的实际开采厚度为12.5m，采煤机割煤高度为3.5m，放煤高度为9m，采放比为1:2.57。采取放顶煤工艺，所以符合要求。
2.2 液压支架的选型
2.2.1 工作面支架选型
根据灵露矿的地质概况和给定设计参数，初步选择型号为ZF12000/23/37型四柱支撑掩护式低位放顶煤液压支架。
液压支架的主要参数如下：
高度（m）
2.3～3.7
工作阻力(KN)
12000
中心距（m）
1.75
支护强度（MPa）
1.39
初撑力（KN）
10128
工作压力（KN）
31.5
伸缩量（m）
1.4
伸缩比
1.8
长×宽（m）
5.24×1.42
顶梁长（mm）
4370
支护强度和工作阻力
根据上覆岩层压力计算：
综采工作面液压支架受力，主要是受上覆可垮落下位岩层(直接顶)的静压力和上位岩层(老顶)来压时的动压力的影响。为安全起见，煤层开采后，可及时垮落的上岩层形成对支架的静压力一般按煤层开采后所需的垮落高度来计算。煤层开采后，上位岩层最大可垮落高度为：

式中： —可及时垮落的上覆岩层厚度(m)；
—直接垮落后未经压实的碎胀系数，取=1.45；
—煤层最大采高，=15m。
1. 支护强度和工作阻力
尽管直接顶和部分老顶能够随采随冒，但是上位岩层的周期性断裂时，仍然对支架有一定的动载荷。支架支护强度可按下式估算：

式中： —老顶来压时动载荷系数，取：k=1.2；
—可及时垮落的上覆岩层厚度，取：H1=33.3m；
—岩层容重，取：=21.3kN/m3。
2. 确定支架的支护强度之后，即可根据支架的控顶范围和支架的结构型式，确定支架的工作阻力。
P=n×Lmin ×B×p/(η1×η2)
=1.2×5090×1.75×0.851/(0.95×0.95)＝10079kN/架
式中： B—架间距，B＝1.75m；
η1—支护效率，取η1＝0.95；
η2—安全阀波动系数，取η2=0.95；
p—支护强度，0.851MPa；
Lmin—最小控顶距，5090mm；
n—安全系数，取1.2。
3. 支架的初撑力
支架的初撑力一般应等于或大于工作阻力的90%即：
10079×90%=9071.1KN < 10128KN
4. 支架的调高范围
支架的最大结构高度
H大=M大+S1
=3.5+0.3
=3.8m
H小=M小+S2
=2.4+0.35
=2.75m
式中：S1——伪顶冒落的最大厚度一般取0.2～0.3,取S1=0.3
S2——顶板周期来压的最大下沉量，移架时支架的下降量和顶梁 上、底座下的浮矸、浮煤厚度之和一般取0.25—0.35m，0.35
M大与M小——为最大、最小采高3.2m和1.8m
5. 支架的伸缩量和伸缩比
支架的伸缩量 S=H大－H小
=3.8-2.75
=1.05m < 1.4m
支架的伸缩比 m=H大/H小
=3.8/2.5
=1.38 < 1.8
符合要求
6. 支架数目的计算

=100（个）
式中: n——支架个数
L——支护长度，m
A——中心距，m
根据验算，煤层可选用ZF12000/23/37型四柱支撑掩护式低位放顶煤液压支架
2.2.2 其他液压支架的选型
根据采区工作面情况及和ZF12000/23/37型支架的配套选择，选用端头支架选择为ZTZ30356/20/42型，过渡支架选择为ZFG13000/23/37、ZFG13000/23/40型，超前液压支架选择为ZTC40000/23/42、ZW30400/23/37型。
工作面前、后超前支护采用单体支柱配合π型顶梁进行支护，选用DW型外注式单体液压支柱，工作阻力为200～300kN，棚距为0.8m，超前支护长度为20～30m。
2.3刮板输送机的选型
刮板输送机选型
设计生产率： A=60hbvkϼ
=60×3.5×0.8×4.7×1.35
=1065.96t/h
式中： h---煤层开采厚度
b---截深
vk---采煤机牵引速度
ϼ---煤的实体密度
由于是方顶煤开采工作面初步选用SGZ—1000/1400型刮板输送机
其主要参数如下：
设计长度（m）
200
出厂长度（m）
150
输送量（t/h）
2500
刮板链速（m/s）
1.30
刮板链每米质量（kg）
41.5
中部槽高度（mm）
352
中部槽宽度（mm）
1000
电动机额定功率（kw）
2×700
链环破断力（KN）
610

包角
18.1°
2.3.1 运输能力计算

=1/2×1×0.352+1/2×1×1/2××0.577
=0.32㎡
式中 F——溜槽装煤最大截面积，㎡
a——中部槽宽度，m
b——中部槽高度，m
α——煤的堆积角，一般取20°～30°，取30°
Q=3600FρɸV
=3600×0.32×1×1×1.30

=1497.4t/h
式中 Q——刮板输送机的运输能力，t/h
ρ——煤的松散密度，取
ɸ——装满系数，水平及向下运输取0.9～1，取ɸ=1
V—刮板链运行速度，m/s
1497.4 = Q < 2500
所以符合要求
2.3.2 运行阻力的计算
刮板输送机的实际运输能力为1497.4t/h
Q=3.6qV

=
=319.9kg/m
1. 直线段运行阻力
Wzh=g（qw+q0w0）Lcosβ－（q+q0）Lsinβ
=10（319.9×0.8+41.5×0.35）200×0.95－10（319.9+41.5）×2000.33
=275321.5N
=275.3215KN
Wk=gLq0（w0cosβ+sinβ）
=10×200×41.5（0.35×0.95+0.33）
=54987.5N
=54.9875KN
式中 Wzh——重段阻力，KN
Wk——空段阻力，KN
q0——刮板链单位长度质量，kg/m
w——煤在溜槽中运行阻力系数，0.8
w0——刮板链在溜槽中运行阻力系数，0.35
2. 牵引力计算
S1=Smin=2×(2000－3000）
S1=2×3000=6000N=6KN
S2=S1+Wk=6+54.98=60.98KN
S3=1.07S2=1.07×60.98=65.25KN
S4=S3+Wzh=65.25+275.32=275.32KN
主动轮的牵引力为：
W0=(S4-S1)+(0.03～0.05)(S4+S1)
=269.32+11.25
=280.57KN
总牵引力为：
W0=1.1Wf（Wk+Wzh)
=1.1×1.1（54.98+275.321）
=399.66KN
式中:
Wf为附加阻力系数，取1.1
W0为牵引力
2.3.3 电动机功率计算
1. 最大功率值

=577KW
式中 P——电动机轴上的功率，最大功率值，KW
W0——输送机的总牵引力，N
V——刮板链牵引速度，m/s
η——传动装置的效率，90%
2. 最小功率

=96.46KN
3. 等效功率

=378.47KW
2.3.4 刮板链强度验算

=8.1>4.2
Smax=S4 链子强度足够，所以可以使用。
式中 k——刮板链抗拉强度安全系数
N——链条数，取2
Sp——链条破断力
Smax——刮板链实际承受的最大张力值，KN
2.4 胶带输送机的选型
胶带输送机选型
该工作面顺槽初步选用DSJ120/160型可伸缩胶带输送机，其主要参数如下：
DSJ120/160型可伸缩胶带输送机主要参数
输送量
1600t/h
带宽
1200mm
带速
3.15m/s
最大输送长度
2000m
储带长度
100m
主电动机功率
2×500KW
围包角
450°~ 454°

2. 4.1 输送能力与胶带宽度
1. 输送能力

=1837.08t/h
式中 Q——带式输送机输送能力，t/h
Km——货载断面系数，取 Km=300
Km=]
B——带宽，m
V——带式输送机运行速度，m/s
ρ′——煤的松散密度，1.3～1.4t/m³
C——输送机倾角系数，取1
Q>Q刮 符合要求
2. 胶带宽度
如给定使用地点的设计运输生产率为A，则A=Q刮=709.48t/h，则可满足设计运输生产率要求的最小胶带宽度为

=0.56m
对于未过筛的松散货载（如原煤）
B≥2amax+200
1200≥2×500+200
B≥3.3ap+200
1200≥3.3×300+200
式中：amax——货载最大块度的横向尺寸，查表取500mm
ap——货载平均块度的横向尺寸， 查表取300mm
经验算，符合要求
2.4.2 运行阻力的计算
1. 直线段运行阻力
（承载托辊转动部分线密度）
（回空托辊转动部分线密度）
式中 ——折算到每米长度上的上托辊转动部分的质量，kg/m
——折算到每米长度上的下托辊转动部分的质量，kg/m
——分别为每组上托辊转动部分质量，kg
——分别为每组下托辊转动部分质量，kg
——上托辊间距，取1.5m
——下托辊间距，取3m