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1、-目 录前 言2第一章 工作面概况及地质特征2第一节 概况2第二节 地质特征2第二章 采煤方法、设备选型及巷道布置4第一节 采煤方法及设备选型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 平安技术措施46. z.-前 言根据采矿设计手册、综采技术手册及煤矿平安规程等有关规定及要求,对82205综采工作面进展设计,该工作面位于我矿+1240m水平一盘区,预计2021年8月15日采出。第一章工作面概况及地质特征第一节 概况一、工作面位置及地表概况本矿井位于煤田南东部,市左云县东南26k
2、m,小京庄乡家窑村南,行政区划隶属左云县小京庄乡,经济类型为集体所有制企业,其地理坐标为:东经11244411124752,北纬394557394818。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52km,与大铁路相连;南至朔州到长303km。另外北东有同煤集团王村矿至的运煤专线。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,另外井田和周边均有简易公路与以上两条公路相连,交通较方便。该矿东与峙峰山煤业相邻,西北与整合后的左云县兴煤矿相邻。南、北无其它煤矿开采。二、工作面参数82205工作面为22*煤层
3、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: 13021333.5m工作面走向长度: 890m工作面长度: 105m工作面面积: 93450m第二节 地质特征一、煤层及顶底板情况1.煤层情况本工作面所采煤层为石炭系组中部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,煤层构造简单,含夹矸02层,平均煤层厚度为4.47m,煤层倾角为0150,煤的种类为气煤。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,运输顺槽揭露全岩断层走向长度90多米,对回采影响较大,建议对断层进展探明,决定可采与否。
4、 顶板:上距18号煤层24.7565.62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7.2529.60米,平均厚21.11米,岩性为泥岩。2.顶底板情况顶板:上距18号煤层24.7565.62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7.2529.60米,平均厚21.11米,岩性为泥岩。二、地质构造根据82205工作面胶带运输顺槽、回风顺槽掘进过程实际揭露情况,82205工作面地质构造简单,煤层稳定,产状平缓,倾角013。 三、水文地质根据现有勘探资料及掘进期间涌水状况,82205工作面直接充水因素主要为组碎屑岩裂隙含水岩组,该含水岩组主要以
5、中、厚层状的中、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,根据82205工作面胶带运输顺槽和回风顺槽在掘进时涌水量状况,工作面在开采期间可能受水的影响较小,预计82205工作面回采期间正常涌水量5m/h,最大涌水量10m/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,历史采掘情况不详,为保证回采期间的平安,必须严格执行探放水制度及制定相应的探放水措施。四、储量1、可采储量890-80*105*3.0*1.47=375070.5t2、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%=363
6、818.4t3、效劳年限循环产量:10530.81.4797% =359t日产量:3596=2154t月产量:215425.5=54927t可采期:375070.554927=6.8月五、瓦斯、煤尘、自燃情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级,属于自燃煤层,自然发火期最短为62天。所以应有严格的预防煤层自燃措施。本工作面所采22*煤,属于煤尘爆炸性危险煤层。在回采时要求防尘防爆设施齐全,加强洒水除尘和通风管理工作,并制定严格的防尘防爆措施,回采完毕后采用黄泥灌浆处理采空区。六、存在问题及建议1、为了确保生产正常进展,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
7、公司生产技术科联系,以便及时采取有效措施。2、根据回采时的情况,82205工作面回采时可能会受到煤层自燃、有害气体超标等威胁,要求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汇报,以便及时采取有效措施。第二章 采煤方法、设备选型及巷道布置第一节 采煤方法及设备选型1、采煤方法根据82205工作面煤层赋存情况,结合周边矿井实际情况以及矿井现代化开展的趋势,采用走向长壁采煤法,顶板采用全部垮落法管理。2、采煤机的选型根据工作面倾斜长度为105m,采高初步确定为3.0m,煤层普氏系数f=2-3,采用MG400/930-WD双滚筒采煤机。 3、液压支架的选型、液压支架的选型根据本面煤层的赋存
8、条件、地质构造特征,为保证选用适用的支架,使得综采各项工艺参数充分发挥,确保工作面实现高产高效,进展工作面支架选型。A、根据工作面自然条件,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。支架的支护强度0.92Mpa,取支架支护强度为0.92Mpa。B、支架工作阻力确实定:支架工作阻力: Q=Zbl+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=Zbl+c=9201.5(4+0.2)=5796KNC、支架初撑力确实定由于82205工作面顶板较不稳定,故确定
9、支架的初撑力不小于工作阻力的80%,即为5040 KN。D、液压支架的高度计算1支架的最大支撑高度考虑到顶板有伪顶冒落或局部冒落,支架的最大支撑高度应是煤层最大开采厚度再加200-300mm,即:hma*=Hma*+200-300mm Hma*煤层开采的最大高度,mm。=3000+300=3300 mm2支架的最小支撑高度支架的最小支撑高度为最小开采高度减去250-350hmin=Hmin-250-350mm Hmin煤层开采的最小高度,mm。=2500-350=2150 mm根据以上参数,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。.工作面配套
10、设备选型工作面运输机:根据本面所选支架与运输机、支架控顶距与运输机的配合以及采煤机与运输机的配合须到达尺寸合理与操作灵活方便的要求,再考虑到工作面的运输能力须大于生产能力,本面运输机均选用SGZ-764/400型双中链刮板运输机。.运输道运输设备选型SZZ764/200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:巷道净断面不小于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20*2000 mm,锚杆间排距
11、800mm*800mm。锚索居中双排布置,间排距2000mm*2000mm,锚索6300mm;顶网为6.5钢筋网,规格为:2000mm1000mm。巷道靠回采侧锚杆采用树脂锚杆18*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125*37.5mm,帮网为尼龙网,规格为:3000mm50000mm;另一侧为左旋无纵筋螺纹钢锚杆20*2000 mm,间排距为1000mm*1000mm,帮网为6.5钢筋网,规格为:2000mm1000mm。3.用途:担负本工作面的回风、材料及设备运输、防尘管路等任务。二、运输顺槽1.布置:全煤巷跟顶定向布置,全长890
12、m。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20*2000 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2000*2000mm,锚索15.24*6300mm,托板规格为300*300*12mm,顶网为6.5钢筋网,规格为:2000mm1000mm。巷道靠回采侧锚杆采用树脂锚杆18*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125*37.5mm,帮网是尼龙网,规格为3000*50
13、000;另一侧为左旋无纵筋螺纹钢锚杆,间排距为1000*1000,帮网为6.5钢筋网,规格为:2000mm1000mm。3.用途:担负工作面煤炭运输、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,上下分别与运输顺槽、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20*2000mm,锚杆间排距800mm*800mm。锚索每排四根布置,间排距2000*2000mm,规格15.24*6300mm,金属网规格6.5*2000mm*1000mm。因切眼断面较大,中间增加
14、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输机等设备。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。每个生产班以完成一次采装运支为一循环,一日6个循环。回采工艺顺序根据工作面顶板情况分两种: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 =10530.81.4710.97=359t2.日产量:Q日 =Q循环日循环数 =3596=2154t3.月产量:Q月 =日产量
15、月平均生产天数 =215425.5=54927t二、可采期1.日进尺:L日 =截深每循环进刀数日循环数 =0.816=4.8m2.可采期:T可采 =设计可采走向长日进尺 =8104.8=169天第二节 生产系统一、运输系统一运煤系统:工作面82205运输顺槽漏煤眼22*南翼集中胶带大巷主斜井地面。1、工作面刮板输送机运输能力核算1SGZ-764/400刮板输送机输送能力Q为800t/h,采煤机的生产能力Qc:Qc=60BHVc=600.83.01.473=635T/h800t/h符合要求。2电机功率校验经计算N0=246kw400kw,符合要求。2、工作面机运输能力核算SZZ764/200机运
16、输能力为1200t/h,大于刮板输送机运输能力,符合设计要求。3、运输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,满足生产要求。二轨道运输系统进料路线: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输巷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运输顺槽工作面。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的风量,m3/min;Q准准备工作面
17、的风量,m3/min,按回采工作面实际需要风量的50%考虑。采煤工作面实际需要的风量,按瓦斯涌出量和工作面的气温、风速与人数等分别进展计算,取最大值。按瓦斯涌出量计算式中:采煤工作面需要的风量,m3/s;采煤工作面的瓦斯绝对涌出量,0.50m3/min;C采煤工作面回风流中允许的最大瓦斯含量,1%;采煤工作面的通风系数,取1.5。=(1000.50)/(160)1.5=1.25m3/s按二氧化碳涌出量计算Q采=(100qco2T日)/(C601440)K采通式中:采煤工作面需要的风量,m3/s;qco2采煤工作面的二氧化碳含量,0.62m3/t;参见表6.1-1T日采煤工作面日产量,3575t
18、;C采煤工作面回风流中允许的最大二氧化碳含量,1.5%;采煤工作面的通风系数,取1.5。=(1000.623575)/(1.5601440)1.52.57m3/s按工作面温度计算Q采VSK式中:Q采工作面供风量,m3/s;V工作面适宜风速,依据煤矿通风能力核定方法回采工作面温度与风速的对应关系详见表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整系数见表6.2-2,取1.0。回采工作面温度与风速的对应关系表6.2-1回采工作面空气温度采煤工作面风速m/s200长度调整系数(K长)1.01.01.31.31.5Q采1.612.01.0
19、=19.2m3/s按人数计算式中:4每人每分钟供应的风量不得小于4m3;工作面同时工作的最多人数,取21人。Q采=421=84m3/min=1.4m3/s按工作面最大过风断面校核Q41248.0m3/sQ0.2512=3.0m3/s经上述计算,确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输巷22205运输顺槽工作面;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122乳化液泵台113净化水幕组21.44个喷头4点个31.45支架移架喷雾组720.2正常使用2组6两道防尘个21.4根据以计算
20、,工作面回采时供水量为11.8m3/h,3防尘管路选择根据综采工作面有关规定,工作面两道采用均采用108管路供水。供水能力校验:式中:管路径,mm; q设计流量,取15m3/h; v流速,取2m/s。经计算,=51.5mm108mm,符合要求。并每隔50、100米设置一个三通阀门。4隔爆设施在52205回风顺槽、22205运输顺槽的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。隔爆水槽吊挂要求: 1水袋吊挂要整齐。吊挂时每排4个; 2注水量要充足,到达水槽的设计容量;3水袋应设在巷道的直线段,与巷道的穿插口、转弯处
21、距离不小于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水棚的构造与选型隔爆水棚选用塑料水袋,其容积为60L。b水棚的计算与布置总水量G=gs=20013.8=2760mG=gs=20010.5=2100m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,主要巷道为一般400 L/ m2,其它巷道一般为200 L/ m2。每架水棚量Gn=G0n=604=240L/式中:每架水棚水量,L;每个水槽的水量,60L/个;每架水棚的水槽个数,取4个;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,
22、L;每个水槽的水量,60L/个;水棚区长度L=nC=121.67=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隔爆水袋加强架设要求水袋在巷道中安装方式呈横向吊挂式布置;水袋边缘与巷壁、支架、顶板、构筑物之间垂直距离不得小于100mm,距顶梁顶板的垂直距离不小于1.0m;同一排列中水袋之间最小间隙不小于100mm;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,并应调整水袋棚与支架连接构件,使袋面保持水平;每周至少检查一次隔爆设施的安装地点、数量、水量及安装质量,发现问题应立即解决。三、排水系统工作面的两道清理干净,不得堆存杂物,并
23、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回风顺槽辅助运输巷二号中部车场22*煤层辅运大巷井底车场井底水仓副斜井地面22205运输顺槽辅助运输巷二号中部车场22*煤层辅运大巷井底车场井底水仓副斜井地面2排水能力计算根据地质说明书,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展。选用QSBK7.5潜水泵进展排水。3排水管路选择根据常用情况,选用108钢管进展排水,在低洼处设三通阀门。四、平安监测监控系统矿井安装KJ90NB瓦斯监控系统一套,对工作面进展实时监控,瓦斯传感器分别安装在工作面上隅角、回风顺槽外口、运输顺槽外口。报警浓度1%,断电浓
24、度为1%上隅角断电浓度为1.5%。断电围为工作面及两道有有电器设备。五、通讯系统工作面部采用通讯系统,在22205运输顺槽及52205回风顺槽距工作面20m处安设防爆各一部,该可与公司调度直通,同时在22205运输顺槽皮带机头安设一部,以此对两巷设备运行进展控制和了解运行情况。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672液压支架ZFG6400/20/32架5过渡支架3采煤机MG400/930-WD台14工作面运输机SGZ764/400部15乳化液泵BRW400/31.5套16清水泵BPW315/10台27照明灯DGC-30W/
25、127N盏138胶带运输机DSJ100/63/125部19机SZZ764/200部110破碎机PCM160部111高压开关BGP23-6台312移动变电站KBSGZY-800/6台313移动变电站KBSGZY-630/6台114移动变电站KBSGZY-315/6台115低压组合开关QJZ-4315/1140台316低压组合开关QJZ-315/1140台217调度电绞JD-25部818回柱机JH-20台219潜水泵QSBK-7.5台420磁力开关QBZ-80N台821磁力开关QBZ-80台423煤电钻综保ZBZ-2.5Z台225低压馈电开关BKD-400台326照明综保ZBZ-2.5M台2二、8
26、2205工作面主要电气设备负荷统计设备名称型 号功率(Kw)电压等级(V)使用电压(V)其他参数采煤机MG400/930-QWD2*400+2*50+3033003300刮板机SGZ/764/8002*40033003300机SZZ-764/20020011401140破碎机PLM16016011401140乳化液泵BRW-400/31.52*2501140/6601140喷雾泵BPW-315/162*1251140/6601140皮带输送机DSJ100/63/1251251140/660660皮带涨紧装置2*7.5660660回柱绞车JHMB-142*18.51140/660660调度绞车J
27、D-2.5401140/660660双速多用绞车JSDB-193*451140/6606603300V系统负荷1730KW合计:3602KW1140V系统负荷1520KW660V系统负荷352KW 三、变压器的选择计算:根据公式: 式中 需用系数,加权平均功率因数,取0.71、总容量计算 3742(Kw) 需用系数 =0.4+0.6920/3742 =0.55=0.553742/0.7=2940(KVA) 为保证供电质量和考虑以后用电负荷的增加选KBSGZY/T-1600移变1台,KBSGZY/T-2000移变2台,KBSGZY/T-630移变2台,分别:1*移变供:乳化泵、喷雾泵、82205
28、进风顺槽1140v电源;2*移变供:采煤机、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运输顺槽660v电源;5*移变供:82205运输顺槽1140v电源.2、1*移变校验:总负荷:2502+1252+18.5+45813.5Kw 取0.7需用系数: =0.4+0.6250/813.5 =0.58则:=0.58813.5/0.7674(KVA)1600(KVA) (合格)3、2*移变校验:总负荷:920+400+200=1520Kw 取0.7需用系数: =0.4+0.6920/1520 =0.76则:=0.761520/0.7=1650(KVA)2000(KVA)
29、 (合格)4、3*移变校验:总负荷:400+400=800Kw COSpj取0.7需用系数: =0.4+0.6400/800 =0.7则:=0.7800/0.7800KVA2000(KVA) (合格)5、4*移变校验:总负荷:45+18.5+7.5+125=196Kw 取0.7需用系数: 0.4+0.6125/196 0.78则:=0.78196/0.7218.4KVA630(KVA) (合格)6、5*移变校验:总负荷:45+40+7.5+1602=412.5Kw 取0.7需用系数: 0.4+0.6160/412.5 0.63则:=0.63412.5/0.7371.25KVA630(KVA)
30、(合格) 四、高压电缆选择1、型号确实定,向工作面移动变电站供电的10kV高压电缆选用MYPTJ-8.7/10KV3120+350/3+32.5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的总负荷电流Ima*。w= = =170A, 2按本矿综采设备年最大负荷利用小时数大于5000,查电缆的经济电流密度,查表得=2A/mm2 则高压电缆的经济截面为mm2 根据以上计算和考虑以后负荷的增加,选择工作面进线高压电缆为MYPTJ-8.7/10KV3120+350/3+32.5型电缆,长度为2170米,由于82205工作面顺槽较长和利用以前掘进巷道的2台移变,高压电缆主要分为3段,第
31、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,根本满足使用要求。3、按长时最大允许负荷电流校验查表得MYPTJ-8.7/10KV3120+350/3+32.5型电缆的长时最大允许负荷电流Ip=295A。长时最大负荷电流=170A已计算。=170=295A,故满足要求。4、按热稳定条件校验电缆截面=9.95 mm2120mm2,满足热稳定要求。式中 A,tph取0.25s,C取145.5、按允
32、许电压损失校验电缆截面 MYPTJ-8.7/10KV3120+350/3+32.5型电缆查表得,当=0.7时,120mm2 铜芯电缆的每兆瓦公里负荷矩的电压降为:K=0.257%。 按公式:U1=KPL 式中 每兆瓦公里负荷矩电缆中电压损失的百分数,其数值可查 电缆输送的有功功率,MW L电缆线路长度,U1=KPL0.257%3.7422.35=2.26%5% 故综上所述,所选MYPTJ-8.7/10KV3120+350/3+32.5型高压电缆能够满足供电的要求。 五、低压电缆截面的选择 1、低压电缆型号确实定 供电系统如上图所示,选择的低压电缆要符合煤矿平安规程的规定。根据电压等级、使用保户
33、环境、机械的工作情况等确定电缆的型号,向采煤机、机、破碎机、刮板输送机供电电缆选MYPTJ型,向喷雾泵、乳化液泵和其他符合供电的电缆选MCP型。 2、按长时最大负荷电流与电缆的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,流过电缆的长时最大工作电流即为电动机的额定电流,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,初选结果列在下表中。 按电动机额定电流与电缆机械强度要求初选低压电缆截面电缆编号负荷名称机械强度要求最小截面/mm2长时负荷电流/
34、A长时负荷电流要求的最小截面/mm2初选标准截面/mm2长度/m备注L17L18L19L20L21L22L231*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 1635163516351635102510251025 90.590.51801804613.432.6 25257070161616 50507070353535 354356653501051号移动变电站 L24L25L26采煤机机破碎机35501635163523010050952525955050310721002号移动变电站L27L28刮板输送机尾刮板输送机头16351635100100252
35、550502901353号移动变电站L4L5L6L7L8皮带电机干线皮带电机45绞车18.5绞车皮带拉紧装置1635163510251025102512015656239.5 3525104435353525257515205354号移动变电站 3、按允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、容量最大的电动机如采煤机、工作面输送机等,在重载情况下应保证起动,如采掘机械无实际最小起动力矩数据时,可按电动机起动时的端电压不低于额定电压的75%校验。正常运行时电动机的端电压允许偏移额定电压的5%,个别特别远的电动机允许偏移-8% -10%。 不同电网电压下的正常
36、与最大允许电压损失表额定电压 /V变压器副边额定电压U2N=1.05UN/V正常运行时电动机负偏移-5%UN个别情况下电动机最大负偏移-10%电动机最小端电压Umo=0.95UN/V允许电压损Up=U2N-Umo/V电动机最小端电压Umo=0.9UN/V允许电压损Up=U2N-Umo/V12738066011403300133400693120034651213616271083313512396611733011434259410262970195899174495 11号移动变电站供电系统1正常运行时的电压损失 变压器的电压损失查铭牌得KBSGZY-T-1600/ 10移动变电站负载损耗P
37、N=8500W,阻抗电压u%=5%,计算移动变电站每相电阻、电抗值。1号移动变电站低压侧负荷电流A根据实际工作情况,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行时的电压损失V1号移动变电站所带负荷较少,变压器的功率因数取加权平均值,即,。向喷雾泵供电的电缆电压损失V电动机的效率,估计0.9。 向乳化液泵供电的电缆电压损失V向尾巷绞车供电的电缆电压损失V电压损失校验向喷雾泵供电的电压损失V=117V,满足喷雾泵对供电的要求。向乳化液泵供电的系统电压损失V=117V,满足乳化液泵对供电的要求。向尾巷绞车供电的系统电压损失V=117V
38、,满足绞车对供电的要求。22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、机和破碎机。1正常运行时的电压损失 变压器的电压损失查铭牌得KBSGZY-T-2000/ 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。2号移动变电站低压侧负荷电流A根据实际工作情况,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行时的电压损失V2号变压器的功率因数取加权平均值,即,。向采煤机供电的电缆电压损失V电动机的效率,估计0.9。 向机供电的电缆电压损失V向破碎机供电的电缆电压损失
39、V电压损失校验向采煤机供电的电压损失V=330V,满足采煤机对供电的要求。向机供电的系统电压损失V=330V,满足机对供电的要求。向破碎机供电的系统电压损失V=330V,满足破碎机对供电的要求。33号移动变电站供电系统1按正常运行时电压损失校验 变压器的电压损失查铭牌得KBSGZY-T-2000/ 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。3号移动变电站低压侧负荷电流A根据实际工作情况,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行时的电压损失V3号变压器的功率因数取加权平均值,即,。向刮板输送机头部供电的电缆电压损失V电动机的效率,估计0.9。 向刮板输送机尾部供电的电缆电压损失V电压损失校验向刮板输送机头部供电的电压损失V=330V,满足刮板输送机头部对供电的要求。向刮板输送机尾部供电的系统电压损失V=330V,满足刮板输送机尾部对供电的要求。44号移动变电站供电系统1正常运行时的电压损失 变压器的电压损失查铭牌得KBSGZY-T-630/ 10移动变电站负载损耗PN=4100W,阻抗电压u%=4%,计算移动变电站每相电阻、电抗值。4