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同煤集团煤峪口矿14#层307盘区8702工作面供电设计机电专业毕业设

来源:网络收集 时间:2026-07-10
导读: h 北岳职业技术学院矿山机电2008级毕业设计 题目:同煤集团煤峪口矿14#层307 盘区8702工作面供电设计 姓名:刘雁力 h 目录 第一部分采区运输系统选型 (3) 第一章概况..........................................

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北岳职业技术学院矿山机电2008级毕业设计

题目:同煤集团煤峪口矿14#层307

盘区8702工作面供电设计

姓名:刘雁力

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目录

第一部分采区运输系统选型 (3)

第一章概况................................................3第一节工作面位置及井上下关系..............................3第二节煤层................................................4第三节煤层顶底板 (4)

第四节储量及服务年限 (5)

第二章采煤方法 (5)

第一节巷道布置 (5)

第二节采煤工艺 (6)

第三节工作面顶板管理 (7)

第四节主要技术经济指标 (10)

第五节设备配置 (11)

第二部分采区供电系统 (27)

第一章电气设备选型计算 (27)

第一节综采工作面 (28)

第二节变压器容量确定 (28)

第三节开关的确定 (29)

第二章电缆选型 (29)

第一节高压电缆选型 (29)

第二节低压电缆选型 (33)

第三章保护装置 (38)

第一节短路电流计算及过流保护装置计算 (38)

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第二节保护接地的确定 (39)

设计说明书 (40)

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第一部分采区运输系统选型

第一章概况

第一节工作面位置及井上下关系表1 工作面位置及井上下关系表

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第二节煤层

表2 煤层情况表

第三节煤层顶底板表3 煤层顶底板情况表

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第四节储量及服务年限

一、储量

本工作面顺槽长度为806m,工作面长度为129m,面积59000.2m2,工业储量为15000.3t,按停采线距回风巷40m计算,可推进长度为766m,工作面可采出煤量为268190t。

工业储量: 307220.1(t)

可采出煤量:

(806-40)×129×2.52×1.28×0.95=268190(t)

上述计算中:

0.95—工作面落煤损失

40-保护煤柱,m

二、工作面服务年限

工作面服务年限=可采推进长度/月设计推进长度

工作面服务年限:

766/(0.8×25×9)=4.26个月

上述计算中:

0.8—截深,m

9—每日割煤刀数,刀

25—每月生产天数,天

第二章采煤方法

第一节巷道布置

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一、采区设计、采区巷道布置概况

本工作面位于 307 盘区,该盘区采用三巷布置,靠工作面依次为盘区回风巷、盘区皮带巷、盘区轨道巷,盘区巷间煤柱20m,可服务工作面4.26个月。

工作面采用双巷布置,切眼沿煤层倾斜布置,走向推进,工作面长度为129m。两顺槽长度为806m,以停采线距盘区回风巷40m计算,可采顺槽长度为766m。

二、工作面运输巷

2702巷为机轨合一的进风顺槽,巷内铺设皮带一部,转载机一部,破碎机一部,铺设18Kg/m型轨道,轨距600㎜,距工作面30—110m之间布置有移动变电站、乳化液站、喷雾泵、开关列车等移动设备。巷内布置有防尘洒水管路、排水管路、乳化液管路、供电电缆、照明信号、通讯及监测电缆,巷内安装JD—25型调度绞车和5.5KW排水泵,巷道规格为宽(净)×高(净)=4.1×2.6m,锚杆锚索联合支护。

三、工作面回风巷

5702巷为回风运料顺槽,巷内铺设24㎏/m钢轨,轨距600㎜,布置有防尘洒水管路、排水管路、供电电缆、信号、通讯及监测电缆各一趟,巷内安装JD—25型调度绞车和5.5KW排水泵,巷道规格为宽(净)×高(净)=4.1×2.6m,锚杆锚索联合支护。

四、工作面开切眼

工作面切眼为矩形断面,见底见顶掘进,规格为宽(净)×高(净)=6.0m ×2.4m,支护方式为锚杆锚索联合支护。

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第二节采煤工艺

一、工作面正规循环生产能力

W=L×S×h×r×c=129×0.8×2.52×1.28×0.95=359(t)

式中:W—工作面正规循环生产能力,284t

L—工作面长度,129m

S—工作面循环进尺,0.8m

h—工作面设计采高,2.52m

r—煤的容重,1.28t/m3

c—回采率,95%

第三节工作面顶板管理

一、正常工作时期顶板支护方式

本工作面采用支撑掩护式液压支架控制顶板。基本支架(ZY5200/1.4/3.6型)60架,支架中心距为 1.5m,工作面最小控顶距

4.41m,最大控顶距

5.21m,端面距405mm。

二、正常工作时期的特殊支护方式

1、超前支护

(1)头顺槽自工作面煤壁算起,沿推进方向20m范围为超前支护区域,支设一梁两柱π型钢梁棚,梁长3.6m,梁垂直煤壁布置。棚间距为1.2m,由于溜头经常上窜、下滑,故棚腿距定为2.6~3.0m。

当头顺槽超前支护范围内顶板破碎或压力增大时,则在转载机行人侧π型钢梁下增支一排单体柱,支护长度视顶板情况而定。

(2)尾顺槽自工作面煤壁算起,沿推进方向20m范围为超前支护区域,支设一梁两柱π型钢梁棚,梁长为3.2m,梁垂直煤壁布置。棚间距为1.2m,

h 棚腿柱距为2.6m。

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当尾顺槽超前支护范围内顶板破碎或压力增大时,则将该区段棚距变为0.6m,共余不变。

第四节主要技术经济指标

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工作面主要技术经济指标见表5

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第五节设备配置工作面机电设备表6

第二部分采区供电系统

第一章电气设备选型计算

根据矿井和307盘区所用设备的电压等级,确定盘区14#层布置一个盘区变电所,电源由14#层坑底中央变电所供给

第一节综采工作面

综采工作面负荷统计表

第二节变压器容量的确定

从负荷统计表可知,综采工作面需求两种电压即660V和1140V,上列统计表中,660V的用电负荷∑P

1

=305.5KW

1140V的用电负荷∑P

2

=1207KW。

不考虑具体用电涉及到的需求系数,直接按功率匹配移变,可知道:660V用电负荷单选一台315KVA移变、1140V的用电负荷单选一台1250KVA 移变就能完全满足综采工作面全部用电负荷需求。

如考虑用需用系数的选取原则,1140V的需用系数kx1=

0.4+0.6Pmax1/∑p

1=0.59,则移变容量确定为sb1=kx

1

∑p1/cosΦ=(0.59×

1207)÷0.85=838kvA,实际选时按1250kva移变选型,660V的需用系数kx

2=0.4+0.6pmax2/Σp2=0.53,则移变容量sb2=kx2Σp2/cosΦ=202kvA,实际选315kvA移变选型。

第三节开关的确定

1、通过以上计算,知采煤机的长期工作电流为275第A,给开关留一定备用系数,选为300A开关,型号为QJZ-300,数量为2台,考虑到设计为2段70mm2电缆供电。

2、刮板机的长期工作电流为119A,转载机、破碎机及泵站工作电流更小,为统一型号,将此些设备需求开关统一确定为QJZ-200型,数量为5台。

第二章电缆选型

第一节高压电缆选型计算

将660V与1140V两种电压等级集中考虑,即先从14#层中央变电所用一根高压电缆到东巷变电所,从东巷变电所再考虑电压等级、分支送电给综采设备。

1、按长期允许载流量选择电缆截面,查《矿井供电》可知最大工作电流计算公式为Ig=S/√3Ve

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公式中:Ig指最大工作电流

S指307盘区综采设备及其它辅助运输设备功率和,在上列综采工作面负荷统计表可知所有用电设 …… 此处隐藏:2813字,全部文档内容请下载后查看。喜欢就下载吧 ……

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