煤矿采区连续运输改造设备选型及供电设计.doc

**煤矿**采区连续运输改造 设备选型及供电设计 根据**煤矿**采区连续运输改造方案采煤工作面采用放炮落煤，开采的煤炭自溜到运输平巷，通过转载机将煤炭转载到管架式输送机上，通过管架式输送机将煤炭输送到采区石门管架式输送机上，输送至采区溜煤斜井，煤炭放到采区煤仓，通过采区煤仓闸门放入矿车，煤炭装运使用11.4KW调度绞车调度，由矿车运输到地面。 一、 设备的选型 1、转载机的选型 选择730系列转载机，具体如下表所示; 输送机型号 出厂长度m 输送量t/h 链速M/s 与皮带机有效重叠长度 电机型号 总功率KW 总重t SZB730/40 25 400 0.85 12 DSB-40 40 13.2 SZB730/75 25 630 1.33 12 DSB-75 75 14.4 SZD730/75 30 630 13.1 11.6 DSB-75B 75 24.62 SZD730/90 30 750 1.31 11.6 DSB-90 90 24.16 SZZ730/160 45 1000 1.33 12 DSB-160 160 44 SZZ730/132 45 1000 1.33 12 DSB-132 132 44 根据改造方案的生产煤炭最大转载量为150T/h, 因此选择SZB703/40型转载机。电机功率为40kw 2、管架式输送机的选型 根据改造方案提供的煤炭输送量为150T/h,输送机的选型如下表所示 STJ型井下用输送机性能参数 型号 输送量t/h 带宽mm 带速m/s 最大输送长度m 主电机功率Kw 传动滚筒 直径 mn 托辊直径 mm 倾角范围 STJ650/22 200 650 1.6 400 221 Ф500 Ф89 5 STJ650/222 200 650 1.6 800 222 Ф500 Ф89 5 STJ800/255 400 800 2.5 800 552 Ф630 Ф89 16 STJ800/75 400 800 2.0 500 751 Ф630 Ф89 16 STJ800/275 400 800 2.0 1000 752 Ф630 Ф108 16 STJ1000/75 630 1000 1.9 1000 752 Ф630 Ф108 16 STJ1000/2110 700～900 1000 2.5 1000 1102 Ф630 Ф108 16 STJ1000/2125 630 1000 2.0 1000 1252 Ф630 Ф108 16 STJ1000/2160 800 1000 2.5 1500 1602 Ф630 Ф108 16 根据改造方案采煤工作面的走向长度为600M，运输平巷选择STJ650/222型输送机，其长度为600M，电机功率为44kw. 根据改造方案提供的石门运输长度为150M，石门运输选择STJ650/22型输送机，其长度为150M，电机功率为22kw. 3、采区煤仓闸门的选择 名 称 型 号 仓口断面 结构特点 采区装车电动闸门 B80-360III.1-00 800800 扇形栅板式 采区装车电动闸门 B80-360III.2-00 800800 扇形栅板式 采区装车电动闸门 B80-360III.3-00 8001000 扇形栅板式 采区装车电动闸门 B80-360III.4-00 800800 扇形栅板式 采区装车电动闸门 B80-360III.5-00 800800 扇形栅板式 采区装车电动闸门 B80-360III.6-00 8001000 扇形栅板式 由于**煤矿使用的是1T矿车顺装，故选择B80-360III.1-00采区装车电动闸门。其电动机功率为4kw。 4、采区煤仓下部装车采用2台JD11.4调度绞车调度矿车。 二、**采区负荷计算及变压器容量的确定。 **采区按2个掘进工作面和1个采煤工作面计算采区负荷。具体见供电系统图。 采区变压器容量 SBKX∑Pe/COSΦpj （0.5438.5）/0.6 365.42KVA 式中 ∑Pe---采区供电的所有电动机额定容量之和。 ∑Pe＝377.51.2404411.421.222（1711.427.5）211.42411.42.5457.575 ＝438.5KW KX----需用系数 KX＝0.5 COSΦpj---加全平均功率因数 COSΦpj＝0.6 根据计算结果选KSGB500/6型隔爆干式变压器 三、采区低压网路的计算 1、根据煤矿现有条件，选用MY1000型电缆 2、从**采区变电所到**采区291阶段采煤运输平巷管架式输送机的电缆长度。 LGαLx1.1（20500100180400600）1980m 取2000M 式中 20----采区变电所内引线长度 500---采区变电所到**采区下车场长度 100---**采区下车场长度 180----**采区下车场到291阶段长度 400---**采区291阶段及石门长度 600---采煤工作面运输平巷长度 橡套电缆α1.1 3、确定供电线路干线电缆截面 （1）根据管架式输送机的负荷，支线电缆选型为MY1000 3*251*10 30M，用负荷矩电压损失计算支线电压损失。 △UZ KfPeLzK 1440.030.214 0.282 式中 Kf---负荷系数 Kf1 Pe---电机功率 Pe44KW K0.214 Lz30M0.03KM △ UZ△UZ Ue/100 0.282660/1001.86V （2）确定变压器电压损失△Ub，查表得△Ub23.5V （3）计算干线允许电压损失 △Ugy63- △Ub -△Uz △Ugy63-23.5-1.8637.64V （4）确定供电线路干线电缆截面 AgKfPeLg103/Ueγ△Ugyηpj 0.7442000103/66042.537.640.85 68.64mm2 式中Kf---负荷系数 Kf0.7 Pe----输送机的额定负 Pe40KW γ---电缆导体芯线电导率，m/（Ω.㎜2） γ42.5 m/（Ω.㎜2） ηpj---加权平均效率 ηpj 0.85 干线电缆选MY---1000 3*701*16 2000m （5）按启动条件校核 管架式皮带输送机采区中容量最大，供电距离最远的用电设备，选择的电缆截面按启动条件进行校验。 电动机最小启动电压为UQminUe√KQ/αQ660√1.2/2.5457.26 查表得KQ1.2 αQ2.5 启动时工作机械支路电压损失△UZQ√3IQLZcosΦQ/γAZ √3202.99300.58/42.5255.75V 式中IQ----电动机实际启动电流，A， IQIQeUQmin/Ue293457.26/660202.99A cosΦQ---电动机启动功率因数查表 cosΦQ0.58 启动时工作机械干路电压损失△UGQ√3IQLGcosΦQ/γAZ √3202.9920000.58/42.570137.01V 式中IQ----电动机实际启动电流，A， IQIQeUQmin/Ue293457.26/660202.99A cosΦQ---电动机启动功率因数查表 cosΦQ0.58 启动时变压器的电压损失 △UBQIBQ（UrcosΦBQUxsinΦBQ）/IBQ 862（0.6.653.950.75）/416.5 6.94 △ UBQ△UBQE2E/1006.94690/10047.88V 式中IBQ---启动时流过变压器的电流，A 经计算IBQ862A cosΦBQ---启动时变压器的加权平均功率因数 经计算cosΦBQ0.65 sinΦBQ0.75 管架式皮带输送机启动时电压损失 △ UZ△UGQ△UB5.75137.147.88190.73V 190.73﹤690-457.26232.74 因此满足启动要求。 四、高低压启动、馈电设备的选型。 （1）STJ650/22型管架式皮带输送机启动开关选QBZ---80/660矿用隔爆型真空电磁启动器。 （2）STJ650/222型管架式皮带输送机启动开关选QBZ---80/660矿用隔爆型真空电磁启动器。 （3）SZB730/40型转载机启动开关选QBZ---80/660矿用隔爆型真空电磁启动器。 （4）B80-360III.1-00采区装车电动闸门启动开关选QBZ---80/660矿用隔爆型真空电磁启动器。 QBZ---80/660矿用隔爆型真空电磁启动器带有综合保护器能满足启动要求。 （5）采区低压馈电开关选KBZ---400/690矿用隔爆型真空馈电开关。 其整定值为400A，根据计算机及查表得最远点短路电流为766A，满足短路电流要求 （6）采区变电所高压配电开关选BGP9L6/6AK矿用隔爆型高压真空配电装置，其保护满足要求。 五、机电设备费用一览表 序号 设备名称 规 格 单位 数量 单价 （万元） 总 价（万元） 备注 1 输送机型号 STJ650/22 台 1 100 100 含皮带 2 输送机型号 STJ650/222 台 1 15 15 含皮带 3 转 载 机 SZB730/40 台 1 20 20 4 采区装车电动闸门 B80-360III.1-00 台 1 2 2 5 高压配电开关 BGP9L6/6AK 台 1 4 4 5 变压器 KSGB500/6 台 1 20 20 6 低压启动器 QBZ---80/660 台 4 0.5 2 7 低压馈电开关 KBZ---400/690 台 3 2 6 8 电 缆 MY---1000 3*701*16 KM 2 12 24 9 皮带综合保护器 KJP-36S 台 2台 3 6 合计 199 8