【《內蒙古西露天煤礦綜放式開采機械和電氣設備選擇研究》21000字】

內蒙古西露天煤礦綜放式開采機械和電氣設備選擇研究摘要通過對內蒙古西露天煤礦進行了調查分析研究,得出該煤礦的煤層厚度大,一次性開采全高相對困難,若采用普通綜和機械化開采方法進行開發將會產生一些工作面的采出率低,含有煤炭的頻率大等問題。以此來解決本次煤礦生產需求。確定按照綜放式開采形態來進行。本次工程設計項目中的主要技術研究課題內容之一就是首先通過分析確定一臺大型煤礦機的年產量量并確定其平均日產量再經由確定采放比例來確定每臺大型采煤機的生產能力,然后在現場中考慮選用與之設計相配套的一些煤礦相關控制裝置。通過對這些技術裝置裝備進行有序地分類選擇、梳理以充分滿足全面實施綜合性大型機械化資源開采項目工程的關鍵技術裝備需要。通過自行選用各類機械設備和電氣裝置來滿足和適應本地區煤礦企業的生產要求。確保了煤層資源的穩定和開采。同時還要掌握了所選用的機電設備在工業中的選型和使用原則、計算公式和方法,以及每一臺設備的主要性能特征。關鍵詞：機械設備選型；電氣設備選型；放頂煤液壓支架。目錄摘要 I第一章西露天煤礦簡介 71.1礦區總體規劃 71.2礦井資源條件 71.3外部建設條件 7第二章采煤機的選型 91.1設計條件 92.2采煤機性能參數的選擇和確定 92.2.1采煤機滾筒直徑的選擇 92.2.2截深的選擇 92.2.3滾筒轉速及截割速度 92.2.4采煤機最小設計生產率 102.2.5采煤機在截割時的牽引速度 112.2.6采煤機所需裝機功率 112.2.7初選采煤機牽引力 112.3初選采煤機 122.4初選采煤機主要技術參數的校核 122.4.1采煤機最大采高的校核 122.4.2最小采高的校核 132.4.3臥底量校核 132.4.4采煤機最大牽引速度校核 142.4.5采煤機牽引力校核 15第三章刮板輸送機的選型 163.1刮板輸送機的運輸能力計算 163.2.1初選前部刮板輸送機 163.2.2前部刮板輸送機輸送能力驗算 163.2.3前部刮板輸送機運行阻力計算 173.2.4前部刮板輸送機電動機功率 183.2.5前部刮板輸送機刮板鏈強度驗算 193.3放頂煤刮板輸送機的選擇 213.3.1綜放工作面放頂煤循環時間的確定 213.3.2綜放工作面放煤能力的確定 223.3.3刮板輸送機運輸能力計算 233.3.4初選后部刮板輸送機 233.3.5后部刮板輸送機輸送能力驗算 233.3.6后部刮板輸送機運行阻力計算 243.3.7后部刮板輸送機電動機功率 243.3.8后部刮板輸送機刮板鏈強度驗算 25第四章液壓支架 284.1液壓支架架型的確定 284.1.1放頂煤支架種類的選擇 284.2液壓支架參數的確定 284.2.1支架高度確定 284.2.2支架的伸縮比確定 294.2.3頂梁長度的確定 294.2.4頂梁寬度的確定 304.2.5底板的長度確定 304.2.6底座的寬度 314.2.7支架中心距 314.2.8支架移架步距 314.2.9支護強度和工作阻力 314.2.10初撐力確定 324.2.11移架阻力及推溜力 324.3初選液壓支架型號 334.4性能驗算 334.4.1底板比壓校核 334.4.2工作阻力（支架強度）初撐力驗算 334.4.3頂板覆蓋率 334.4.4支架布置臺數 344.5端頭支架 34第五章順槽轉載機選型 365.1橋式轉載機概述 365.2轉載機選型計算 365.2.1轉載機運輸能力計算 365.2.2選擇轉載機 365.3破碎機選型 375.3.1機械破碎的基本形式 375.3.2破碎機的參數 37第六章膠帶輸送機的選型 396.1膠帶輸送機概述 396.2選擇膠帶輸送機 396.2.1膠帶輸送機的運輸能力校驗 396.2.2膠帶輸送機圓周力計算 406.2.3膠帶輸送機垂度的校核及各點張力的計算 426.2.4輸送機膠帶安全系數校核 446.2.5輸送機功率計算 44第七章乳化液泵站的選型 457.1乳化液泵站的組成 457.2乳化液泵站的計算 457.2.1乳化液泵站壓力的確定 457.2.2乳化液泵站流量的確定 467.2.3選擇乳化液泵 477.2.4乳化液泵的電機功率 487.3乳化液箱容積的驗算 487.4乳化液 49第八章井下供電設備選型 508.1綜放工作面設備選用 508.2綜放工作面供電系統負荷計算 508.2.1電壓等級 508.2.2工作面移動變電站及配電點位置的確定 508.3移動變電站容量選型及計算 518.4移動變電站高壓配電裝置選擇 538.5高壓電纜選擇及校驗 548.6低壓電纜選擇及校驗 618.6.1按長時最大負荷電流與機械強度初選低壓電纜截面 618.6.2按允許電壓損失校驗或復選電纜截面 628.7短路電流的計算 698.7.1電源系統的電抗計算 698.7.2高壓電纜的阻抗計算 708.7.3移動變電站的阻抗計算 718.7.4低壓電纜的阻抗 728.7.5三相短路電流計算 738.8低壓電纜熱穩定校核 748.9電磁起動器和低壓保護箱選擇 74第九章結論 77參考文獻 1西露天煤礦簡介1.1礦區總體規劃平莊、元寶山礦區包括平莊煤田、元寶山煤田兩部分，海拔高度500-600m。老哈河由東南向西北流經平莊東側至元寶山折向東北與西拉木倫河匯合。西路嘎河由西向東流經元寶山區中部匯入老哈河。區內降雨量稀少，冬季寒冷，屬大陸性氣候。1.2礦井資源條件西露天煤礦范圍走向長3.8km，傾向寬0.7～1.2km，面積3.4458km2。井工開采范圍面積1.0741km2。井工開采范圍礦井地質資源量38.21Mt。西露天煤礦井工開采范圍含可采煤層2層，編號為2煤和1煤，2煤為全區大部可采的較穩定煤層，1煤為全區可采的較穩定煤層。2）其它開采技術條件評述西露天煤礦井工開采區為低瓦斯礦井，煤塵具爆炸性，煤層自燃傾向性為自燃，地溫梯度正常，無地熱危害。水文地質簡單。各煤層頂底板巖石強度較低，即層狀巖類工程地質條件中等型。綜上所述，西露天煤礦井工開采范圍煤炭資源儲量較豐富，開采技術條件較好，具備井工開采條件。1.3外部建設條件1）運輸條件葉赤鐵路從礦井東側的平莊鎮通過，東距葉赤鐵路線平莊站10.0km，西距G306平莊～雙井公路4.0km，東距S205平莊～赤峰公路10.0km，鐵路可直通赤峰、通遼、錦州、沈陽，另有等級公路四通八達，交通便利。2）電源條件西露天煤礦技術改造利用瑞安公司現有變電所作為深部井工開采的電源，其2回66kV電源分別引自太平地變電所Ⅰ、Ⅱ段母線，供電距離6.3km。3）水源條件西露天煤礦技術改造利用瑞安公司現有兩處水源井，水源井距工業場地約8km，作為礦井生活及井上下消防用水水源。4）通信條件利用現有的通訊系統與外界聯系，且本區通訊網絡發達，移動無線通訊網己實現“無縫覆蓋”。本區鐵路及公路運輸比較方便，水源及電源已落實。西露天煤礦技術改造項目具備良好的外部建設條件。第二章采煤機的選型設計條件本煤礦某盤區的煤層傾角為12~15°。設計平均采高為6.65m，放頂煤高度4.05m，采放比為1：1.6。工作面長度95m，設計年產量為1.2Mt/a。生產安排，一年工作日為330天，按“四六制”組織生產，三班工作一班檢修，每天工作時間為18個小時。2.2采煤機性能參數的選擇和確定2.2.1采煤機滾筒直徑的選擇雙滾筒采煤機的滾筒直徑通常不小于最大采高的一半。現在雙滾筒采煤機滾筒直徑完成標準化，因此滾筒直徑的初選值找與標準直徑差不多的型號。 （式2.1） 式中：D采煤機滾筒直徑，m；采煤機最大采高，m。求得：根據計算，設計取1.8m。2.2.2截深的選擇采煤機切割的各種機構(例如滾筒)每次切割后以B為截深度,取代采煤機切割后的深度。它直接決定著各個工作臺面每一次推動的時間和步距,是影響采煤機裝機能力和生產效果的主要因素,也是保證支護裝置配套運行的一個非常重要的參數。為了滿足采煤作業方面的要求,使用大截深,選擇截深0.8m2.2.3滾筒轉速及截割速度和我們傳統的滾筒煤機直徑相類似,如今我們所使用的大都是滾筒式采煤機,每種滾筒轉速直徑類型也同樣可以用戶自由選擇多種。現在大型采煤機的最高轉速已經逐漸達到了一個普遍的技術共識,大型小直徑齒輪滾筒同樣應該分別選擇低檔和高轉速,小型大直徑齒輪滾筒同樣應該分別選擇高檔和低轉速通常選擇滾筒轉速為30-50r/min最合適。為提高生產率轉速可達到60-100r/min。取滾筒轉速為n=40r/min，根據公式算出截割速度。 （式2.2） 式中：采煤機截割速度，m/s；選定的滾筒直徑，m，取D=1.8m；選定的滾筒轉速，r/min，取n=40r/min。求得：2.2.4采煤機最小設計生產率由于采用放頂煤采煤法，煤層厚度為6.65m，根據液壓支架和采煤機配套要求，確定機采采高為2.6m，即放煤高度為4.05m，采放比1:1.6。根據公式求采煤機的日產量。 （式2.3）式中：工作面日產量，t；年生產天數，d，取=330d；年生產量，t/a。求得: （式2.4） 式中：采煤機工作面的日產量，t；采放比。求得：采煤機最小設計生產率： （式2.5）式中：Qmin采煤機最小設計生產能力，t/h；采煤工作面的日產量，1398.6t；采煤機有效開動率,取g=0.878。求得：2.2.5采煤機在截割時的牽引速度采煤機割煤時的牽引速度的快慢，直接影響采煤機的工作效率和裝機功率。因為滾筒截煤水平，輸送機運煤能力，液壓支架推移速度等方面的影響。所以選擇采煤機的牽引速度應全面考慮。式中： Hmax為截齒的最大切削厚度，取0.07mm為螺旋葉片同一截線上截齒數2.2.6采煤機所需裝機功率1.預計裝機功率Hw—采煤機的單位能耗，MJ/m3；一般取1.1-4.4，硬煤及韌性煤取上限，軟媒及脆性煤取下限2.截割功率采煤機截割部分消耗裝機功率的80%-85%；故采煤機截割功率=259.84圓整為300KW3.牽引功率牽引和傳動輔助兩種驅動動力裝置應該可以同時消耗總量為發電機傳動功率的15%-20%,其中,牽引輔助傳動系統所用的需要同時消耗的發電機傳動功率比例應該可以占到90%以上,故采煤用的發電機應該具有較大牽引傳動能力。=58.46圓整為60KW輔助功率=6.50圓整為20KW4.裝機功率計算結果按采煤機的電動機的標準公率進行圓整。則采煤機實際功率=380KW2.2.7初選采煤機牽引力牽引力是控制系統牽引部分不可或缺的一個重要參數。左右式采煤發動機牽引力大小的主要原因有很多,比如說煤的種類,采高,牽引轉矩,煤層的傾角,采煤發動機的重量。由于采煤發動機的運行工況和環境的變化較大,故對采煤發動機的牽引力進行精確地計算有很大的困難,也無必要。因此初選采煤機牽引力為600KN。2.3初選采煤機通過采高，滾筒直徑，截深，生產率，電機功率，及牽引速度，牽引力初步選擇采煤機型號為MG400/985-WD。詳細參數見表1.1。表1.1采煤機參數表采煤機型號MG400/985-WD采高（m）2.1~4.0截深（m）0.8適應傾角≤15°滾筒直徑（m）1.6；1.8；2.0；2.2滾筒轉速（r/min）29；35；40搖臂長度（mm）2109搖臂擺動的中心距6080牽引力（KN）620/360506/304牽引速度（m/min）0~7.120~8.69機面高度（mm）1505~1570臥底量（mm)326；426；526裝機功率（kW)985電壓(V)1140機重（t）552.4初選采煤機主要技術參數的校核2.4.1采煤機最大采高的校核 （式2.6） 式中：采煤機最大采高，m；A機面高度，m，取A=1.57m；H采煤機截割部電動機高度，m，H=0.45m；L搖臂長度，m，取L=2.109m；搖臂向上擺動的極限高度，=42°；D滾筒直徑，m，D=1.8m。求得： m＞2.9m采煤機最大采高符合生產要求。2.4.2最小采高的校核采煤最小采高hmin不小于采煤機高度A，支架頂梁高度，過機高度三項之和。 （式2.7）式中：采煤機最小采高，m；h1支架頂梁高度，0.54m；h2過機高度，不應小于0.1~0.25m，取0.15m。求得：＞1.57＋0.54＋0.15=2.26m工作面最小采高2.3m，滿足最小采高的要求。2.4.3臥底量校核最大臥底量按下式計算： （式2.8） 式中:采煤機搖臂下擺最大角度，21°。求得：采煤機臥底量0.326~0.526mm，符合要求。2.4.4采煤機最大牽引速度校核刮板運動機的輸送量和切削能力一般不應該超過采煤機的切削和除塵能力。通過這一要求,將刮板運動式輸送機的最高生產率當成是采煤發動機的最高生產率。采煤機截割的最大牽引速度。 （式2.9） 式中：運輸機輸輸能力；H平均采高，2.6m；B采煤機截深，0.8m；煤的實體容重，1.47t/m3。刮板輸送機的運輸能力用下式計算。 （式2.10） 式中：刮板輸送機的運輸能力；煤的容量，1.47t/m3；截深，m；裝載不均勻系數，一般取1.5；采煤機和運輸機同向運輸時的修正系數；運輸傾角和運輸方向的系數。見表1.2。表1.2運輸傾角和運輸方向的系數表運輸情況水平運輸傾角5~10°傾角10°以上向下向上向下向上10.91.30.71.5求得：=2707.18t/h則：m/min>5.6m/min計算結果滿足要求。2.4.5采煤機牽引力校核采煤機移動時需要克服的牽引阻力T用下式計算。 （式2.11） 式中：f摩擦系數，取平均值0.18；G采煤機自重，KN；煤層傾角；K1經驗系數，取0.7；K2估算系數，取0.2；K3側面導向的反力對牽引阻力影響系數，煤層傾角為12-15°，取1.5。求得：第三章刮板輸送機的選型3.1刮板輸送機的運輸能力計算根據采煤機的割煤能力計算刮板輸送機的運輸能力。 （式3.1）式中參數同上。求得:=1841.62t/h3.2.1初選前部刮板輸送機根據運輸量=1841.62t/h和工作面長度L=95m，選擇SGZ1000/2000型輸送機。其設計長度300m；輸送能力2000t/h；鏈速1.537m/s;電動機的功率2000kW；中部槽1500mm×1000mm×376mm。3.2.2前部刮板輸送機輸送能力驗算 （式3.2）式中：刮板輸送機的輸機能力，t/h；輸送機單位長度上貨載重量，kg/m；刮板輸送機鏈速。 （式3.3）式中：F貨載斷面積，；煤的松散容重，0.83～1.0；裝滿系數 （式3.4）式中：溜槽承載段橫截面積；原煤在溜槽中的動堆積面積。表3.1輸送機裝滿系數表輸送情況水平及向下運輸向上運輸+5°+10°+15°裝滿系數0.9～1.00.80.60.5求得：t/h因為≥，所以輸送機符合要求。求得當生產率為1970.27t/h，采煤機運行方向與運煤方向相反，輸送機上的每米貨載為3.2.3前部刮板輸送機運行阻力計算1）計算重段阻力和空段阻力 = （式3.5） = （式3.6）式中：重段時的阻力，N；空段時的阻力，N；g重力加速度，m/s2；q輸送機單位長度上貨載重量，kg/m；q1刮板鏈每米質量，kg/m；L輸送機長度,m；Β輸送機鋪設傾角；貨載及刮板鏈在溜槽內的阻力系數；對重段，向上輸送取“+”，向下輸送取“-”；對于空段，符號與重段相反。表3.2刮板鏈在溜槽中的移動的阻力系數圖類型阻力系數單鏈0.4~0.60.3~0.4雙鏈0.6~0.80.3~0.4求得：計算總牽引力 （式3.7）式中：刮板輸送機的運行時的總阻力，N。附加的阻力系數。求得：=N3.2.4前部刮板輸送機電動機功率1）計算最大軸功率 （式3.8）式中：P電動機的軸功率，kW；主動鏈輪牽引力（總阻力），N；V刮板輸送機的鏈速，m/s；減速器機械效率，=0.8~0.85。求得：P=kW2)計算最小軸功率式中參數含義同上。求得：=157.80kW3）等效功率 （式3.9）式中：電動機等效功率，kW；輸送機滿負荷時，電動機最大功率，kW；輸送機空載運行時，電動機最小功率，kW。求得:==308.84kW考慮20%的后備能源，電動機需要的設備功率為 （式3.10）求得：=kWSGZ-1000/2000型刮板輸送機電動機功率2×1000kW已足夠。3.2.5前部刮板輸送機刮板鏈強度驗算判斷最小張力點傳動帶在設備兩端交叉布置,向下重段移動鏈輪運輸而又向上重段時的阻力最大>0時因為各個主動鏈輪的兩端相遇分離點之間的的張力均遠遠地要超過了各個分離點的中間張力,故1點和3點分別是最小中間張力點。根據表3.1計算可得出其張力。圖3.1刮板輸送機各點張力計算圖 （式3.11）式中：n0電動機總臺數；A，B兩端電動機臺數。1+1=2由逐點計算法得: （式3.12）由式子得：N>0所以=式中：n鏈條數。求得：=2×3000=6000N2）各點張力計算=6000NN=629927.4-=169823.46N=169823.46+136574.98=306398.44N最大張力點張力為：==135138.92N3）刮板輸送機強度驗算 （式3.13）式中：k刮板鏈抗拉安全系數；n鏈條數，單鏈n=1，雙鏈n=2；雙鏈=0.85；一條刮板鏈的破斷力，KN,≥3000KN；刮板鏈最大張力點張力，N。求得：根據計算可知刮板鏈強度足夠該類板式輸送機的主要工作輸送方式一般是直接選用新型SGZ-1200/2000型電動刮板板式輸送機,在刮板鋪設一定時間和總長度95m的工作條件下,輸送負載能力,電動機的輸送功率及該型刮板板式輸送機的傳動強度都基本可以完全滿足要求。3.3放頂煤刮板輸送機的選擇為了充分滿足綜放頂煤工作區全面高產高用低效率的工業技術發展需要,工作面平行采煤割線作業和前部放頂煤割線作業都通常需要盡量多地做到采用平行割線作業,在正確選用后部的新型刮板式采煤輸送機的驅動參數及其輔助設備驅動功能時,應當盡量讓平均直接循環連續割線采煤的工作時間與前部放頂煤平均連續循環割煤時間相互進行匹配,盡量避免兩個不同工序之間的相互產生干擾。3.3.1綜放工作面放頂煤循環時間的確定采煤機循環割煤時間計算如下 （式3.14）式中：采煤機循環割煤時間，min；工作面長度，m；采煤機正常牽引速度，m/min；斜切進刀段長度，m；采煤機兩滾筒中心距，m；采煤機空刀牽引速度，m/min；采煤機返回時間。求得：min采煤機平均循環割煤時間和放頂煤時間的關系如下 （式3.15）式中：綜放工作面采放循環匹配系數=0.7~0.8，采放高度較大時取下限值。min3.3.2綜放工作面放煤能力的確定與采煤機割煤速度相匹配的沿工作面平均放頂煤速度為 （式3.16）式中：平均放頂煤速度，m/min；放頂煤面長，m；求得：=m/min放頂煤工作面平均放煤煤能力為 （式3.17）式中：工作面平均放頂煤能力，t/h；頂煤回收率，%；放頂煤的含矸率，%；沿工作面平均放煤速度，m/min。求得：t/h3.3.3刮板輸送機運輸能力計算后部刮板輸送機運輸能力為 （式3.18）式中：后部刮板輸送機輸送能力，t/h；放頂煤流量不均勻系數，取1.7；運輸傾角和運輸方向的系數。求得：t/h3.3.4初選后部刮板輸送機根據運輸能力=2248.49t/h和工作面長度L=95m，選擇SGZ1200/2000型輸送機。其標準長度300m；輸送能力3000t/h；鏈速1.537m/s;電動機功率2000kW；中部槽1500mm×1200mm×376mm。3.3.5后部刮板輸送機輸送能力驗算根據公式 （式3.19） （式3.20）式中參數含義同上。求得：m2kg/mt/h因為≥，因此該刮板輸送機符合要求。根據運輸生產率=2248.49t/h。求得后部刮板輸送機每米貨載質量為kg/m3.3.6后部刮板輸送機運行阻力計算1）計算重段阻力和空段阻力 = （式3.21） = （式3.22）式中參數同上。求得：NN2）計算總牽引力式中參數含義同上。求得：N3.3.7后部刮板輸送機電動機功率1)計算最大軸功率 （式3.23）式中參數含義同上。求得：kW2)計算最小軸功率 （式3.24）式中參數含義同上。求得：kW3)等效功率 （式3.28）式中：電動機等效功率，kW；輸送機滿負荷時，電動機最大功率，kW；輸送機空載運行時，電動機最小功率，kW。求得：kW考慮20%的備用能源，電動機的設備功率為 =（1.15～1.2） （式3.29）式中參數含義同上。kW經過計算SGZ-1200/2000型刮板輸送機電動機功率2×1000kW已足夠。3.3.8后部刮板輸送機刮板鏈強度驗算1）判斷最小張力點傳動帶在設備兩端交叉布置,向下重段移動鏈輪運輸而又向上重段時的阻力最大>0時因為各個主動鏈輪的兩端相遇分離點之間的的張力均遠遠地要超過了各個分離點的中間張力。根據圖3.2算出其張力。圖3.2刮板輸送機各點張力計算圖 （式3.30）式中參數含義同上。求得：==1+1=2由逐點計算法得: （式3.31）由式子得：N>0所以=。式中參數含義同上。求得：=2×3000=6000N各點張力計算NNNN最大張力點張力==159886.24N3)刮板輸送機強度驗算 （式3.32）式中參數含義同上。求得：刮板鏈強度足夠。該工作面選用SGZ-1200/2000型刮板輸送機，在鋪設長度95m的情況下，輸送負載能力,電動機的輸送功率及該型刮板板式輸送機的傳動強度都基本可以完全滿足要求。第四章液壓支架4.1液壓支架架型的確定4.1.1放頂煤支架種類的選擇我國放頂煤支架分為低位，中位和高位放頂煤支架三種類型。將處于低位的電機放頂煤輸送支架電機放出的一個裝卸輸入口直接安置在頂煤支架上的一個掩護板橫梁下方,而后將燃煤輸送機的一個裝卸輸出口直接安置在支架底板上或放在支架后方的一個圓形拖板上。這種液壓放頂煤新型液壓柱撐支架整體結構良好,性能優異,是現在廣泛用戶采用的一種液壓放頂煤新型液壓柱撐支架。而由于采用低位大功率插板高效放頂煤動力液壓柱撐支架所作為代表的新型高效插板放頂煤動力液壓柱撐支架則被廣泛認為也將是推動我國高效放頂煤動力液壓柱撐支架架型設計技術應用發展的重要研究方向。故選擇低位放頂煤液壓支架。4.2液壓支架參數的確定4.2.1支架高度確定支架的最大和最小的支撐高度,需要在設計時根據不同的煤層厚度變化進行綜合考慮。單方面地提高了支撐的范圍還是會使其在生產過程中出現一些問題,比如會增加了支架的承載力和制作成本。支架高度可由下式計算： （式4.1） （式4.2）式中：支架最大結構高度，m；支架最小結構高度，m；煤層最大采高，m；煤層最小采高，m；支架前柱上方頂板下沉量，取0.1m；支架后柱上方頂板下沉量，取0.2m；支架前移時可縮余量，一般取不小于0.05m；支架與頂底板間的浮煤，破矸厚度一般取0.1m。求得：mm借鑒了一些煤礦建設和開采工作中的經驗,為了避免由于偽頂的掉落而引起支架頂空的發生及一系列不可預知的事故。最大的支撐高度,應該是在理論計算的基礎上,再次考慮增加0.1~0.3m的富裕。當確定了支架的最小支撐高度后就需要達到井下允許的運輸高度。4.2.2支架的伸縮比確定液壓支架最大支撐高度和最小支撐高度之比叫做伸縮比。 （式4.2）式中：伸縮比。求得：=1.83值的大小代表著支架應對不同煤層厚度的適應能力，伸縮比越大，則支架應對煤層厚度變化的能力越強。4.2.3頂梁長度的確定支護自動形式主要可以分為超前自動支護與各種滯后性自動支護。根據確定的頂梁框架支撐架型和頂梁支護長度形式,來可以計算并得出所有的需要撐撐支架的頂梁屋面寬和頂梁支護長度,來可以作為頂梁設計人員確定頂梁支架支護類型的一個重要依據參考。頂梁計算如下，見圖4-1所示。圖4-1液壓支架簡圖頂梁全長： （式4.3） （式4.4）式中：——鏟煤板鏟尖到煤壁的距離，m,取150mm； （式4.5）式中：F鏟煤板寬度，m，取250mm；G中部槽寬，m,取1250mm；J導向槽寬度，取350mm；V電纜的槽寬。估算V=350~450mm；超前移架時取截深，取800mm；H采高，m,2.9m；立柱傾角,20°；梁端距，m,取450mm；由結構而定，a>300mm取450mm；經常取=0.9~1.2m，在中厚煤可設置為通行道取1.1m；由構架而定，一通常情況為400~600mm；取500mm。計算出頂梁的全長為：mm。4.2.4頂梁寬度的確定頂梁的寬度依據支架的間距和架型選擇。我國規定支架標準中心距為1.5m。支架頂梁一般裝有活動側護板一般形成170~200mm。支架的中心距為1.5m時，最小寬度一般1400~1430mm，最大寬度一般1570~1600mm。通過分析取中心距1.5m，寬度取1.43m。4.2.5底板的長度確定底板基礎底座就是把頂板上的壓力從基礎上搬運到支架底部并且保證支架的正常運動所必須的一種機構。在選擇一個支架的底部或基礎長度時,需要考慮許多因素，一般來說支撐掩護式支架的底座長度差不多應該是4倍的推移步距,取3.2m。4.2.6底座的寬度其中支架基礎底座的寬度為1.1~1.2m。通過擴展或者增大其橫向的平穩性和降低對底板的比壓,放頂煤支架的基礎底座寬度一般應該是1.3~1.4m，取1.4m。底座的底部中央傳動裝置上方是配有傳動推移輸送裝置的傳動溝槽,這與傳動千斤頂裝置推移傳動裝置的箱體構造和裝置千斤頂推移氣體的固定缸徑及其大小長度有著密切的直接聯系,通常為300~380mm,取380mm。4.2.7支架中心距支架的每個中心節點位置連接距離分為1.25m,1.5m,1.75m,2.05m,選擇了與采用刮板式物料輸送機的小型溜槽支架長度配套。取1.5m4.2.8支架移架步距與選擇采煤機截深有聯系，理論計算時推移千斤頂的行程等于采煤機的截深。取800mm。4.2.9支護強度和工作阻力根據在一定的理論條件下考慮,合適的支護強度才能恰好地和頂板的壓力相適應。支護工作強度太高,不僅提高了支架的重量和運輸費用,而且可能給運輸、配裝等帶來一些問題;支護強度太低就可能產生頂板提前沉降,讓頂板斷裂而破碎,使得整個頂板很容易養護。目前支護強度的規模和大小尚未完成精準的定量計算,當下主要是運用經驗方法或者實測結果等數據確定一個支架的穩定性和支護強度。 （式4.6）式中：作用于支架上的頂板巖石系數，一般取5~8。頂板條件好、周期來壓不明顯時取下限，否則取上限；H采高，m；頂板巖石密度，一般取2.3×kg/m。MPa其中碳排放頂板對煤層結構支架的安全保護作用強度通常為0.5~0.7mpa。支架的支撐工作使用阻力的使p大小需要能夠滿足對于整個頂板框架支護的工作強度控制要求,支撐支架工作的使用阻力大小可以通過其頂板支護工作強度與整個頂板框架支護占用面積之比來綜合確定。 （式4.7）式中:F—支架的支護面積，m;P支架工作阻力，KN。 （式4.8）式中:L支架的頂梁的長度，m,取4.8m；C梁端距，m,0.45m；B支架的頂梁的寬度，m,1.43m；—架間距，m,取0.2m。求得：支架立柱的總工作阻力為 （式4.9）式中：支架總工作阻力；支掩護式和支撐掩護式支架取效率=80%左右。求得：4.2.10初撐力確定初撐應力的強弱和大小影響著頂板結構的特點。液壓支架的初始撐力,在保證支架穩定和頂板運行方面都要比其他工作阻力起著更明顯的影響。初撐力太小,只能在達到頂板下沉時才可能會加大阻力,會增加頂板的底部下沉。初撐應力過大,能夠造成頂板來回承受拉引起直接頂部晃動,引起直接頂提早脫落,加大頂板控制難易程度。所以支架的初撐力選擇是否正確也十分重要。對于不穩定和中等穩定的頂板,應采用較高的初支撐力,約為正常工作時間總承載力的80%;取初撐力為工作阻力的80%，為4216.95KN。4.2.11移架阻力及推溜力移架的煤層阻力一般按照移架煤層開挖厚度大小確定,就是煤層開挖深度越高,移架的煤層阻力也越大。厚煤層的支撐支架高度為300~400kn。取移架阻力為350KN。推溜力一般為100~150KN。推溜力取120KN。4.3初選液壓支架型號通過以上確定的架型和計算的參數選擇支架。初選ZF7200/20/40型支撐掩護式液壓支架。特征參數見表4.2。表4.2液壓支架參數表支撐高度（m）中心距（m）工作阻力（KN）初撐力（KN）支護強度（MPa）底板比壓（MPa）適應角度（°）質量（t）2.0~4.01.5720061840.88~0.911.5≤15°22.54.4性能驗算4.4.1底板比壓校核頂板的壓力主要是通過頂梁、立柱向底板傳遞的,若支撐基礎底板的承受抗壓能力遠遠超出了支架需要的承受抗壓能力,支撐基礎底座就會陷進一個底板。所以,選擇適當的支架對底板進行最大承重壓(液壓支架參數表中可見),在支架選型中起到非常關鍵的作用。放頂煤液壓支架的底板比壓為1.5MPa小于底板比壓1.96~2.16MPa滿足使用條件。4.4.2工作阻力（支架強度）初撐力驗算對于掩護型和支持式的支撐掩護型支架上的立柱主要是傾斜方向。工作時的阻力及初撐應力隨著支架的承載高度變化而發生改變。支架參數表一般都會給出最大的值(指在最高高度)。因此,在當下立柱傾角較大的情況下,應該要驗算出所選的支架在當下應采高的施工工作阻力和初支撐能力即所選定的支架在H采高時的支撐力（支護強度）≥計算值。由此可知選型滿足條件。4.4.3頂板覆蓋率支架頂梁對支護面積的覆蓋率為 （式4.10）式中：覆蓋率；頂梁寬度，m,取1.43m；支架間距，m,取0.2m；頂梁長度，m,取4.8m；梁端距，m,取0.45m。求得：對于不穩定和中等穩定的頂板,為了保護機路上方的頂板,應采用較高的初支撐力,約為正常工作時間總承載力的80%。經計算得出該支架滿足條件。4.4.4支架布置臺數 = （式4.11）式中：支架布置臺數；工作面長度，m；一臺支架支護寬度，m,通常為1.5m。求得：4.5端頭支架順槽高度為3.5m，根據放頂煤液壓支架的參數。選擇ZTH10200/25/38型端頭支架。參數見下表4.3。表4.3端頭支架參數表名稱參數單位型式后置式高度2500~3800mm整架寬度2250~2510mm初撐力7912KN工作阻力10200KN支護強度0.68MPa底板比壓1.46MPa泵站壓力31.5MPa操縱方式本架控制質量約40000kg型式單伸縮帶機械加長段8根缸徑/桿徑200/185mm初撐力98.9t工作阻力128t行程1400mm支護強度，初撐力，工作阻力適合頂板條件。對底板比壓為1.46符合底板條件。第五章順槽轉載機選型5.1橋式轉載機概述橋式輸煤轉載機一般主要安裝于橋式采煤車在工作面的上下順槽內,是將橋式采煤車在工作面上所需要運送的各種煤,轉載至電動膠帶橋式輸送電動機上的中間一種轉載輸送裝置。5.2轉載機選型計算5.2.1轉載機運輸能力計算轉載機的運輸能力要符合綜放工作面的兩臺輸送機的輸送要求：其生產能力按下式計算： （式5.1）式中：轉載機運輸能力，t/h；采煤機平均落煤能力，t/h；工作面平均放頂煤能力，t/h；采煤機割煤速度不均勻系數；考慮采煤機與刮板輸送機同向運行；放煤流量不均勻系數。求得：5.2.2選擇轉載機根據運輸生產率≥3614.61（t/h)，選擇SZZ1350/700型輸送機。其設計長度51m；輸送能力4500t/h；鏈速1.86m/s;電動機的功率700kw；不同長度×1350mm×147mm。參數見表5.1表5.1轉載機具體參數表 名稱參數單位型式輪式運輸能力4500t/h供貨長度51m電動機功率700/350kW鏈速1.86m/s上升坡度10度供電電壓3300V減速器變速比28.1尺寸（長×寬×高）不同長度×1350×1470mm鏈環規格42×146mm電動機轉速1484/738r/m額定電流151/100A連接處水平可彎曲角度±1度5.3破碎機選型5.3.1破碎機的參數根據轉載機的輸送能力為4500t/h，選擇相配套的PLM4500輪式破碎機。該破碎機的具體參數見下表：表5.2破碎機具體參數表名稱參數單位型式輪式破碎能力4500t/h最大輸入塊度1600×1200mm排出粒度300以下（可調）mm傳動型式電動機+偶合器+減速器主軸轉速418r/m錘頭數16個錘頭沖擊速度22.8m/s槽寬內寬）1350mm尺寸長×寬×高3850×3750×1705kg電動機功率525/263kW電動機轉速1485/740r/m減速器傳動比3.538噴霧水壓<6Mpa第六章膠帶輸送機的選型6.1膠帶輸送機概述可伸縮式膠帶輸送機主要用于在采煤作業面下部順槽運煤。它不同于其他膠帶式輸送機的主要優勢之一為它可以和工作平面一起移動,夠靈活地伸縮。這種膠帶輸送機同樣能在掘進工作面進行正常工作。這種膠帶輸送機有個特別的儲帶機構。可以根據生產要求伸長收縮。6.2選擇膠帶輸送機根據運輸生產率≥3614.61t/h，輸送長度5000m，初選DSJ160/480/3×1000型可伸縮膠帶輸送機。輸送能力4000t/h，帶寬1600mm。帶速4.5m/s。電動機功率3×1000kW。6.2.1膠帶輸送機的運輸能力校驗1）按輸送能力計算 （式6.1）式中:B輸送帶的寬度，m；Υ帶速，m/s，υ=4.5m/s；Ρ煤松散密度：ρ=900kg/m3；K物料的斷面系數，動堆積角30°，取K=458；C輸送機傾角系數，取c=1（膠帶機傾角0°）；Q輸送能力。按輸送機運輸能力，取Q=4000t/h。求得：m2）按塊度要求計算式中：a煤的最大的塊度，a=300mm。求得：B≥800mm計算可知帶寬B=1600mm，滿足使用條件。其實際運輸能力：t/h>4000t/h6.2.2膠帶輸送機圓周力計算 （式6.2） （式6.3）根據式得： （式6.4）式中:C附加阻力系數，L取5000m取C=1.03；f模擬摩擦系數，取f=0.022（槽角35°重段帶與托輥間）;L輸送機長度，取L=5000m；圓周驅動力，N;特種的附加阻力，N;特種的附加阻力，N;每米長輸送機的質量，kg/m；每米長輸送物料的質量，kg/m；托輥每米長旋轉部分的質量，kg/m。1）承載、回程分支托輥組每米長度旋轉部分的質量計算kg/mkg/m式中：G1、G2——承載、回程分支托輥旋轉部分質量，G1=49.5kg，G2=42kg；ao、au——承載、回程分支托輥間距，取ao=1.5m，au=3m。2）每米輸送帶的質量該膠帶輸送機選用型號為阻燃NN-500尼龍帆布芯膠帶8層，縱向拉斷強度是500N/mm·層，則 （式6.5）kg/m式中：δ——帆布芯每層厚度，取δ=1.55mm；δ1——層膠厚度，取δ1=4.5mm；δ2——下層膠厚度，取δ2=3.0mm；i——帆布芯層數，取8層；γ——帆布芯每層質量，γ=1.95kg/m2；γ1——上層膠質量，γ1=5.1kg/m2；γ2——下層膠質量，γ2=3.4kg/m2。求得：整體拉伸強度σB=8×500=4000N/mm，qB=51.7kg/m。3）每米貨物質量：kg/m4）傾斜阻力Fst的計算：=N5）主要特種阻力Fs1計算： Fs1=Fsa+Fsb （式6.6）a托輥前傾摩擦阻力Fsa：重載段為等長三托輥，前傾角ε=1°25′ （式6.7）N式中：Cε——槽形系數，槽角為35°時，Cε=0.43；μ0——托輥和輸送帶間的摩擦系數，一般取0.3～0.4，取μ0=0.3；Lε——輸送機長度（裝有前傾托輥），Lε=5000m。b導料槽的摩擦阻力Fsb：不設導料槽時，Fsb=06）附加的特種阻力Fs2：Fs2=Fsc+Fsda清掃器的摩擦阻力Fsc：Fsc=A·p·μ3式中：A1個清掃器與膠帶接觸面積，取A1=0.016、A2=0.024；P清掃器與膠帶的壓力，一般p=3×104~10×104N/m2，取p=5×104N/m2；μ3清掃器和輸送帶間的摩擦系數，一般μ3=0.5～0.7，取μ3=0.5；機頭部清掃器阻力：Fsc1=A1·p·μ3=0.016×5×104×0.5=400N空段的清掃器阻力：Fsc2=A2·p·μ3=0.024×5×104×0.5=600Nb卸料器的摩擦阻力Fsd：不設導料槽時，Fsd=0Fs2=Fsc1+Fsc2+Fsd=400+600+0=1000N求得：N6.2.3膠帶輸送機垂度的校核及各點張力的計算1）空、重段阻力計算：空段阻力： （式6.8）N重段阻力： （式6.9）N2）傳動滾筒不打滑需要的最小張力S2min計算：使用雙滾筒驅動，傳動滾筒與輸送帶之間摩擦系數是μ=0.35，傳動滾筒的圍包角α=400°，則有eμα=3.4×3.4=11.56。N式中：Ka——啟動系數，取Ka=1.3。3）膠帶垂度校核按空段膠帶懸垂度要求，確定空段最小張力點張力：空段：N重段：N3）滿載運行各點張力值計算：根據不打滑條件，傳動滾筒奔離點最小張力為65058.78N見圖6-1膠帶布置圖，即圖6-1膠帶布置圖取=65058.78N則：=65058.78N=67010.5N=67010.5N=69020.8N=69020.8N=69020.8N=69020.8N=71091.4NN=146173.48N=503649.06N=518758.53N=534321.29N6.2.4輸送機膠帶安全系數校核取m0=3.5，Cw=1.5，硫化接頭效率η0=0.85。式中：σB=8×500=4000N/mm。所以NN-500尼龍帆布芯輸送帶滿足強度要求。6.2.5輸送機功率計算1）軸功率的計算kW2）電動機功率＜3000kW式中：η′——電壓降系數，，取η′=0.95；η″——多機傳動功率不平衡系數，取η″=0.95；η——傳動效率，；η1——聯軸器效率，取η1=0.98；η2——減速器傳動效率。η2=0.98。通過以上計算，證明在所給條件下，可以使用DSJ160/480/3×1000型膠帶輸送機。第七章乳化液泵站的選型7.1乳化液泵站的組成乳化液泵站是一種在采煤作業面上極為主要的裝置,它可以作為液壓支架和外注式單體液壓支架的兩個主要動力輸出點。乳化液泵站主要由乳化液泵,乳化液箱及其他各種附屬裝置等組成。隨著綜合機械化開采技術的不斷發展，乳化液泵站也在一直地推陳出新。大的方向是增大其生產性能，像提升乳化液的公稱壓力，公稱流量，革新結構，提高穩定性，引進微機自主監控系統等。7.2乳化液泵站的計算7.2.1乳化液泵站壓力的確定1）根據初撐力的要求 （式7.1）式中：——確定的支架初撐力，N，取6184KN；——支架立柱缸徑，m，取0.28m；——支架立柱個數取4；——考慮到立柱傾斜布置等因素的修正系數，，為立柱傾斜角度；——由初撐力確定的泵站壓力。26.6MPa2）根據拉架力和推溜力的要求 = （式7.2）式中：——確定的拉架力，N,取384KN；——推拉油缸缸徑，m,取0.14m；——由拉架力確定的泵站壓力，N。=≈24.9MPa. = （式7.3）式中：——確定的推溜力，N，取243KN；——推拉油缸活塞桿直徑，m，取0.085m；——由推拉力確定的泵站壓力,MPa。=MPa取，，大值，即：=MAX｛，，｝，再考慮壓力損失，得所需的泵站壓力： ≥· （式7.4）式中：壓力損失系數,=1.1～1.2。≥26.6×1.1=29.26Mpa7.2.2乳化液泵站流量的確定確定的原則是：液壓支架的移架速度≥采煤機的工作牽引速度。即： ≥ （式7.5）式中：——采煤機工作牽引速度，m/min；——支架的移架速度，m/min。≥5.6 = （式7.6）式中：——一臺支架支護寬度，一般為1.5m；——移架時間，=+。為降架、移架、升降的動作時間（供液時間）；為操作調整時間。=0.15（分/架） = （式7.7）式中：——所需乳化液泵的額定輸出流量，/min；、——移架千斤頂缸徑和行程。≈0.14m，≈0.8m；、——前探梁短柱缸徑和移架時升降行程。約為0.05～0.1m；、——立柱缸徑和移架時升降行程。降架移架時為0.05~0.1m；——升降的立柱個數，取4。即有：，從此式中可求出。 = （式7.8）≥5.6 可得≥320.83L/min。7.2.3選擇乳化液泵根據和選泵選擇BRW400/31.5乳化液泵。參數參考下表。表7.1乳化液泵參數表名稱數據單位進水壓力常壓公稱壓力31.5MPa公稱流量400L/min曲軸轉速650r/min柱塞直徑45mm柱塞行程84mm柱塞數目5電機功率250KW外形尺寸3380×1235×1360mm7.2.4乳化液泵的電機功率 （式7.9）式中：——選用乳化液泵的工作壓力，；——選用乳化液泵的流量，L/min；——乳化液泵的總效率,取0.85。7.3乳化液箱容積的驗算乳化液箱應能容納以下三部分流量，即：式中：——停泵時管路回流液量，L；——煤層厚度變化造成的液量差，L； =3+ （式7.10）式中：3——三分鐘泵的流量，L,取1200L；——箱底存液量，計算時取。 = （式7.11）式中：——主供液和主回液管的內徑，cm；——取工作面長度，cm。L = （式7.12）式中：——立柱缸徑，cm,取28cm；——工作面煤層厚度變化量，cm,取40cm；——每架支架的立柱數,取4；2——同時動作的支架數。LL乳化液箱應能容納以下三部分流量。選擇RX400/25乳化液箱。在配有W10FX輔助液箱。具體見下表。表7.2乳化液箱參數表名稱數據單位公稱容積2500L公稱壓力31.5MPa公稱流量400L/min蓄能器容積40L外形尺寸3720×1274×1417mm出廠時蓄能器充氣壓力18~20MPa重量1910kg7.4乳化液液壓式加油支架通常都是需要通過使用液壓乳化液技術來將其當作一種起加工作用的介質,它主要指的是由酯包水和油脂乳化油通過不同的液壓比例混合進行液壓配制而混合成的一種乳白色油狀液體,乳化液主要可分有兩類:⑴水性酯包油型油脂乳化液(o/w):現在水性脂包油中水型乳化油的油水含量一般范圍為3~5%;⑵油性脂包油中水型油脂乳化液(w/o):油包乳化油的總油水含量作用范圍一般為15~40%。國內外生產液壓乳化支架大都都是采用了這種水包式或者滴油型的液壓乳化液第八章井下供電設備選型8.1綜放工作面設備選用1）工作面設備a采煤機，MG400/985-WD型采煤機。總裝機功率為985kW，其中2臺截割電動機，每臺截割功率400kW，額定電壓1140V。2臺牽引電動機，每臺牽引功率45kW，額定電壓380V，破碎電機1臺，每臺功率75kW，額定電壓1140V，泵站電機一臺，每臺功率18.5kW，額定電壓1140V。b前部工作面刮板輸送機。SGZ1000/2000型輸送機，額定功率為2×1000kW，額定電壓3300V。c后部工作面刮板輸送機。SGZ1200/2000型輸送機，額定功率為2×1000kW，額定電壓3300V。2）順槽機電設備a破碎機，PLM4500型破碎機。額定功率為525kW，額定電壓3300V。b轉載機，SZZ1350/700型轉載機。其額定功率為700kW，額定電壓3300V。c順槽帶式輸送機，DSJ160/480/3×1000型輸送機。額定功率為3×1000kW，額定電壓3300V。帶速4.5m/s，帶寬1.6m。d乳化液泵，BRW400/31.5型乳化液泵。共2臺，額定功率250kW，額定電壓1140V。8.2綜放工作面供電系統負荷計算8.2.1電壓等級中央變電所送來高壓10kV，經過移動變電站分別向用電設備供電。井下照明及電鉆用電電壓采用127V。1）3300V電壓，前后部刮板輸送機，破碎機，順槽帶式輸送機，轉載機。2)1140V電壓，采煤機，乳化液泵站。8.2.2工作面移動變電站及配電點位置的確定采用了大斷面小巷布置方法。將工作點配電站和乳化液泵站等設備分別布置在可伸縮式帶式輸送機的一側,隨著工作面的推進而移動變配電設備及泵站等設施分別布置在可伸縮式帶式輸送機的一側,隨著工作面的推進而移動變配電設備及泵站。這種解決方案雖然需要對巷道加寬一些,開拓容易,支護費用高一些,但是為了提供供電,給予液壓設備的移動很方便,可以有效地縮短與低壓設備的供電距離,縮短與供液線路,減少與電纜連接線路上的液壓傳感器損失和與液壓設備連接線路上的傳感器損失;并且便于對變配電裝置與供液器件進行操作與維護。8.3移動變電站容量選型及計算1)1#移動變電所的選擇1)1#移動變電所的選擇1#移動變電站向采煤機，乳化液泵供電，其需用容量值為： （式8.1）式中工作面電力負荷視在功率，KVA；工作面用電設備額定功率之和；工作面電力負荷的平均功率因數；最大一臺電動機功率，kW；需要系數。可按下式計算： （式8.2）式中：最大一臺電動機功率，kW。KVA選用一臺KBSGZY-1600/10型移動變電站，其額定容量為1600KVA＞=1202.8KVA,滿足供電要求。2)2#移動變電所的選擇2#移動變電站向前部刮板輸送機，轉載機供電，其需用容量值為： （式8.3）式中參數含義同上。 （式8.4）式中參數含義同上。求得KVA選用一臺KBSGZY-3150/10型移動變電站，其額定容量為3150KVA＞=2960KVA,滿足供電要求3）3#移動變電所的選擇3#移動變電站向后部刮板輸送機，破碎機供電，其需用容量值為： （式8.5）式中參數含義同上。可按下式計算： （式8.6）求得KVA選用一臺KBSGZY-2500/10型移動變電站，其額定容量為2500KVA＞=2308.6KVA,滿足供電要求。4）4#移動變電所的選擇4#移動變電站向膠帶輸送機供電，其需用容量值為： （式8.6）式中參數含義同上。 （式8.7）式中參數含義同上。求得KVA選用一臺KBSGZY-3150/10型移動變電站，其額定容量為3150KVA＞=2571.4KVA,滿足供電要求。8.4移動變電站高壓配電裝置選擇1）配電裝置額定電壓：選定為10KV。2）高壓配電裝置額定電流應大于變壓器的最大長時工作電流。變壓器最大長時長時工作電流為 = （式8.8）式中：—變壓器額定容量，KVA；—變壓器高壓側額定電壓，KV。1#移動變電站高壓配電裝置的選擇高壓側額定電流為==A通過計算選擇BGP46-100/10YZ型高壓真空配電裝置。2#3#移動變電站高壓配電裝置的選擇高壓側額定電流為==A通過計算選擇BGP46-200/10YZ型高壓真空配電裝置。4#移動變電站高壓配電裝置的選擇高壓側額定電流為==A通過計算選擇BGP46-200/10YZ型高壓真空配電裝置。8.5高壓電纜選擇及校驗按按設計規定及礦用高壓電纜選型，初選MYPJ-10KV型礦用10KV銅芯，橡套，雙屏蔽電纜。1）供1#移動變電站高壓電纜截面選擇按長時允許電流選電纜截面 （式8.9）式中：長時間工作電流；需要系數；電動機額定功率，kW；供電系統額定電壓，V；平均效率，%；平均功率因數。 （式8.10）式中參數含義同上。求得：查表8.1得50電纜長時允許負荷為173A＞76.4A滿足要求。表8.1各種礦用橡套電纜長時允許負荷電流表銅芯主芯截面(mm2)4610162535507095120長時允許負荷電流(A）36466485113138173215260295按經濟電流密度校核電纜截面 （式8.11）式中：電纜主芯截面；經濟電流密度,參考表8-2。8.2電力電纜經濟電流密度表年最大負荷利用小時數（h）經濟電流密度（A/mm2）銅芯電纜一班制作業1000~30002.5兩班制作業3000~50002.25三班制作業5000以上2求得：==38.2mm2根據高壓電纜經濟電流密度校驗50mm2電纜能夠滿足。按熱穩定校核電纜截面設井下采區變電所10KV母線最大短路容量限制50MVA，最大三相穩態短路電流為：= （式8.12）式中：短路電流的假象時間，及熱等效時間考慮井下的高壓過電流保護為連續動作，取假象時間為=0.25s；C電纜的熱穩定系數，銅芯橡套電纜C=93.4。求得：mm2所需最小截面=15.5mm2＜50mm2.能滿足綜采工作面高壓供電熱穩定要求。按允許電壓損失校驗10kv及以下的高壓線路運行過程中的電壓偏移損失按照正常負荷下電壓偏移速度計算,其值不得大于±7%,具體可采用下式從地上的主變電逐段電纜計算至井下高壓線路的最遠點,即移動變電站的出入口和進線端。要求: （式8.12）式中：高壓電纜線路中的高壓損失百分比；兆瓦公里負荷矩電纜損失百分比；L各串級連接的電纜段的長度，km；電纜輸送的有效功率，MW。井下中央變電所到1#移動變電站的總壓降：地面變電所到井下中央變電所的總壓降則總壓降按電壓損失校核，滿足要求。選用MYPJ-6/10-3×50+3×25/3+3×2.5型電纜能夠滿足供電的要求。2）供2#移動變電站高壓電纜截面選擇按長時允許電流選電纜截面 （式8.13）式中參數含義同上。。 （式8.14）式中參數含義同上。根據礦用橡套電纜長時允許載流量得95電纜長時允許負荷為260A＞143A滿足要求。按經濟電流密度校核電纜截面 （式8.15）式中參數含義同上。==71.5mm2根據高壓電纜經濟電流密度校驗95mm2電纜能夠滿足。按熱穩定校核電纜截面= （式8.16）式中參數含義同上。mm2所需最小截面=15.5mm2＜95mm2.能滿足綜采工作面高壓供電熱穩定要求。按允許電壓損失校驗 （式8.17）式中參數同上。井下中央變電所到2#移動變電站的總壓降：地面變電所到井下中央變電所的總壓降則總壓降按電壓損失校核，滿足要求。選用MYPJ-6/10-3×95+3×50/3+3×2.5型電纜能夠滿足供電的要求。3）供3#移動變電站高壓電纜截面選擇按長時允許電流選電纜截面 （式8.18）式中參數含義同上。 （式8.19）式中參數同上。根據礦用橡套電纜長時允許載流量查得95電纜長時允許負荷為260A＞139.6A滿足要求。按經濟電流密度校核電纜截面 （式8.20）式中參數含義同上。==69.8mm2根據高壓電纜經濟電流密度校驗95mm2電纜能夠滿足。按熱穩定校核電纜截面= （式8.21）式中參數含義同上。求得：mm2所需最小截面=15.5mm2＜95mm2.能滿足綜采工作面高壓供電熱穩定要求。按允許電壓損失校驗 （式8.22）式中參數同上。井下中央變電所到3#移動變電站的總壓降：地面變電所到井下中央變電所的總壓降則總壓降按電壓損失校核，滿足要求。選用MYPJ-6/10-3×95+3×50/3+3×2.5型電纜能夠滿足供電的要求。4）供4#移動變電站高壓電纜截面選擇按長時允許電流選電纜截面 （式8.23）式中參數含義同上。 （式8.24）式中參數含義同上。根據礦用橡套電纜長時允許載流量得95電纜長時允許負荷為260A＞154.6A滿足要求。按經濟電流密度校核電纜截面 （式8.25）式中式中參數含義同上。==77.3mm2根據高壓電纜經濟電流密度校驗95mm2電纜能夠滿足。按熱穩定校核電纜截面= （式8.26）式中式中參數含義同上。求得：mm2所需最小截面=15.5mm2＜95mm2.能滿足綜采工作面高壓供電熱穩定要求。按允許電壓損失校驗 （式8.27）式中式中參數含義同上。井下中央變電所到4#移動變電站的總壓降：地面變電所到井下中央變電所的總壓降則總壓降按電壓損失校核，滿足要求。選用MYPJ-6/10-3×95+3×50/3+3×2.5型電纜能夠滿足供電的要求。8.6低壓電纜選擇及校驗電纜的類型和數量主要是根據電纜所適應的使用條件,電壓的等級,以及機械設備在各種條件下的工作狀態等因素來進行確定,所選用這些電纜的類型和數量必須遵循《煤礦安全》中的規定。基于《礦井供電技術》可以得出,在煤礦井下的移動裝置通常是很好地利用了阻燃電纜。向1140v的采煤發電機提供的電纜宜選ucpq型,1140v井下移動電氣設備選用UPQ。8.6.1按長時最大負荷電流與機械強度初選低壓電纜截面向三臺及以上電動機供電的電纜工作電流為 （式8.28）式中符號同上。表8.3機械強度條件下的最小截面表用電設備名稱滿足機械強度要求的最小截面/各種采煤機帶式輸送機、刮板輸送機和轉載機小功率刮板輸送機安全回柱絞車、裝巖機調度絞車、照明干線手持式煤電站50～9525～5010～2516～254～64～6（1）供給采煤機，乳化液泵站，噴霧泵站，照明的電纜工作電流為選用3條主芯截面為95mm2的電纜。（2）供給前部刮板輸送機，轉載機的電纜工作電流為選用2條主芯截面為95mm2的電纜。（3）供給后部刮板輸送機，破碎機的電纜工作電流為選用2條主芯截面為95mm2的電纜。（4）供給膠帶輸送機的電纜工作電流為選用2條主芯截面為95mm2的電纜。8.6.2按允許電壓損失校驗或復選電纜截面采煤機的機械式電動機在正常工作時的電壓程度水平就是決定了采掘機械是否能夠正常工作的關鍵。對于離地點距離最遠。容量最高的電動機,例如采煤發動機,工作面式輸送發動機等,在較大重載的情況下,應盡量保證安全啟動。正常使用時,電動機的端電壓適當地應不低于其額定電壓的7%~10%,正常使用時的電動機端子電壓應為其偏移額定電壓的5%。由于在綜采電力系統中的工作方式面一般都屬于間歇性的負荷,可以使得正常工況下的電壓損耗不會超過其額定功率的10%。表8.4不同電網電壓下的正常與最大允許電壓損失表額定電壓/V變壓器副邊額定電壓=1.05/V正常運行時電動機負偏移-5%UN個別情況下電動機最大負偏移-10%UN電動機最小端電壓=0.95/V允許電壓損失ΔUy=U2N-/V電動機最小端電壓=0.9/V允許電壓損失ΔUy=U2N-/V127380660114033001334006931200346512136162710833135123966117330114342594102629701958991744951）1#移動變電站供電系統KBSGZY-1600/10/1.2,10000/1140移動變電站負載損耗=8500W，短路阻抗=5.0%。變壓器的電壓損失 （式8.29） （式8.30）式中：變電站的計算容量；選擇變電站的額定容量；變壓器在額定負荷下內部電阻上壓降的百分比，；ΔP為該變電站的短路損耗；變壓器在額定負荷下內部電抗上降壓的百分比；變壓器在額定負荷下內部阻抗上降壓的百分比；變壓器負荷的功率因數及相應的正弦值。變壓器二次側額定電壓。求得V向采煤機供電電纜的電壓損失為 （式8.31）式中：L電纜支線實際長度，km；電動機額定電流，A；電動機額定電壓，V；支線電纜芯線單位長度的電阻和電抗。選擇以供電距離最遠電動機功率最大的采煤機截割電機進行電壓損失校核。干路允許電壓損失：=117-36.36-40.992=39.648V干線電纜需要最小截面： （式8.32）式中：D銅電纜芯線的導電系數，；A初選電纜的標準截面；初選電纜長度。滿足供電的要求。供電的支線電纜的電壓損失。選擇以供電距離最遠電動機功率最大的乳化液泵電機進行電壓損失校核。干路允許電壓損失：=117-36.36-6.98=73.66V干線電纜需要最小截面：滿足供電的要求。2）2#移動變電站供電系統KBSGZY-2500/10/3.45,10000/3300移動變電站負載損耗=10800W，短路阻抗=5.5%。變壓器的電壓損失 （式8.33） （式8.34）式中含義同上。求得V向前部刮板輸送機供電電纜的電壓損失為 （式8.35）式中式中參數同上。對前部刮板輸送機電機進行電壓損失校核。干路允許電壓損失：=330-58.78-138.3=132.92V干線電纜需要最小截面： （式8.36）式中參數同上滿足對前部刮板輸送機供電的要求。向轉載機供電的電纜的電壓損失。干路允許電壓損失：=330-138.3-34.65=157.05V干線電纜需要最小截面：滿足供電的要求。3）3#移動變電站供電系統KBSGZY-2500/10/3.45,10000/3300移動變電站負載損耗=10800W，短路阻抗=5.5%。變壓器的電壓損失 （式8.37） （式8.38）式中式中含義同上。求得V向后部刮板輸送機供電電纜的電壓損失為 （式8.39）式中式中參數同上。對后部刮板輸送機電機進行電壓損失校核。干路允許電壓損失：=330-58.77-133=138.23V干線電纜需要最小截面： （式8.40）式中參數同上滿足供電的要求。向破碎機供電的電纜的電壓損失。干路允許電壓損失：=330-133-35.3=161.7V干線電纜需要最小截面：滿足供電的要求。4）4#移動變電站供電系統KBSGZY-3150/10/3.45,10000/3300移動變電站負載損耗=12800W，短路阻抗=5.5%。變壓器的電壓損失 （式8.41） （式8.42）式中式中含義同上。求得V向膠帶輸送機供電的支線電纜的電壓損失。干路允許電壓損失：=330-127.65-36.17=166.18V干線電纜需要最小截面：滿足對膠帶輸送機供電的要求。8.7短路電流的計算在綜采站和工作站的地面進行供電的工程設計,一般可以選擇移動式電力變電站的兩個高壓并網推進配電線路末端地點作為計算短路點的地點,若是一個線路相對較短,可以將其中的選擇權移到一個線路的第一端。短路接觸點的直流電弧-柵極電阻值被精確估算為達到0.018.7.1電源系統的電抗計算1）1#電源系統電抗為： （式8.43）式中：電源系統電抗，；平均電壓，V；井下中