82205综采工作面设计说明书

1、山西大同李家窑煤业有限责任公司82205工作面设计说明书矿别:李家窑煤业单位:生产技术科工作面名称:82205 工作面二。一七年一月十日前 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 5第三章工作面生产能力及生产系统 6第一节工作面生产能力 6第二节生产系统 7第三节机电设备及供电 11第五章技术经济指标 42第六章 安全技术措施 43前言根据采矿设计手册 、 综采技术手册及煤矿安全规程等有关规定及要求，对82205综采工作面进行设计，该工作面位于我矿 +1240m<平一盘

2、区，预计2017 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大同煤田南东部，大同市左云县东南26kmi小京庄乡李家窑村南，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112 44' 41112° 47' 52，北纬39 45' 57 39 48' 18 。井田东南距北同蒲铁路40kmi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，宋家庄站至大同52kmi与大秦铁路相连；南至朔州到太原长 303km。 另外北东有同煤集团王村矿至大同的运煤专线。 井田北东有左（云

3、）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，另外井田内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有限公司相邻，西北与整合后的左云县长春兴煤矿相邻。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：1302 工作面走向长度：890m工作面长度：105m工作面面积：93450m2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山西组中部22#煤层，地质结构复杂，顶板多

4、为中粒砂岩或粗粒砂岩，底板为泥岩，煤层结构简单，含夹矸02 层，平均煤层厚度为，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，运输顺梢揭露全岩断层走向 长度90多米，对回采影响较大，建议对断层进行探明，决定可采与否。顶板：上距18号煤层米，平均厚米，岩性为粒砂岩或粗粒砂岩。底板：下距22#煤层米，平均厚米，岩性为泥岩。2 .顶底板情况顶板：上距18号煤层米，平均厚米，岩性为粒砂岩或粗粒砂岩。底板：下距22#煤层米，平均厚米，岩性为泥岩。二、地质构造根据82205工作面胶带运输顺梢、回风顺梢掘进过程实际揭露情况， 82205工作面内地质构造简单

5、，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 太原组碎屑岩裂隙含水岩组，该含水岩组主要以中、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 作面胶带运输顺梢和回风顺梢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 5m3 /h,最大涌 水量10m3 /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，为保证回采期间的安全，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

6、量（890-80） *105*=2、设计采出煤量计算按停采线80米，采高米，割煤回采率97%害曝量:（890-80）*105*97%=3、服务年限循环产量：105X 3 x x X 97% =359t日产量：359X6=2154t月产量：2154X =54927t可采期：+ 54927=（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II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， 回采结束

7、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行，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发展的趋势，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105ml采高初步确

8、定为，煤层普氏系数f=2-3 , 采用MG400/930-WDX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，进行工作面支架选型。A、根据工作面自然条件，顶板为四类，煤层厚度平均为，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，取支架支护强度为。B、支架工作阻力的确定：支架工作阻力： Q= Zb（ l +c）（ Kn）式中：Z选定支护强度，取；b 支架中心距，取；c顶梁前端至煤壁距离，取；l 顶梁长度，取。Q=Zb（ l +c）

9、=920X X （4+=5796KNC支架初撑力的确定由于 82205 工作面顶板较不稳定，故确定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>=Hnax+ (200-300) mm Hmax煤层开采白最大高度，mm=3000+300=3300 mm( 2)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( 250-350 )hmin=Hnin- (250-350) mm Hmin煤层开采白最小高度，mm=2500-350=

10、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达到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转载机一部、PCM16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

11、 ： 巷 道 净 断 面 不 小 于 12m2， 掘 进 断 面 ： 宽 * 高 =3500mm*3000mm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800mm*800mm|苗索居中双排布 置，间排距2000mm*2000mm,索6300mm顶网为钢筋网，规格为:2000mm x 1000mm巷道靠回采侧锚本f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0 125*，帮网 为尼龙网，规格为：3000mm< 50000mm另一侧为左旋无纵筋螺纹钢锚杆d 20*

12、2000 mm,间排距为1000mm*1000m帮网为钢筋网，规格为：2000mm x 1000mm3. 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890m。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，顶部锚杆采用左旋乎纵筋螺纹钢锚杆0 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*2000mm1苗索0 *6300mm, 托板规格为300*300*12mm顶网为钢筋网

13、，规格为：2000mmx 1000mm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0 125*,帮网是尼龙网，规 格为 3000*50000；另一侧为左旋无纵筋螺纹钢锚杆，间排距为 1000*1000 mm,帮网为钢筋网，规格为：2000mm< 1000mm3. 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*高二7500mm*

14、3000m»m&旋无纵筋螺纹钢锚杆©20*2000mm锚杆间排距800mm*800mmf苗索每排四根布置，间排距 2000*2000mm规格© *6300mm 金属网规格*2000mm*1000mm因切眼断面较大，中间增加两排单点液压 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：割煤一移架一移溜； 当

15、顶板较破碎时，工艺顺序为：移架一割煤一移溜。煤机割煤高度：一、产量（生产能力）1. 循环产量：Q循环=工作面净长x煤厚x截深x煤容重x循环进刀数x工作面回采率=105 X3X x x 1x=359t2. 日产量：、日二Q循环x日循环数=359 X6=2154t3. 月产量：、月二日产量x月平均生产天数=2154 X =54927t二、可采期1. 日进尺：L日=截深x每循环进刀数x日循环数=x 1 x 6=2. 可采期：T可采=设计可采走向长+日进尺=810 +=169 天第二节 生产系统一、运输系统（一）运煤系统：工作面-82205运输顺梢一漏煤眼-22膈翼集中胶带大 巷一主斜井一地面。1、工

16、作面刮板输送机运输能力核算1） SGZ-764/400刮板输送机输送能力Q为800t/h ,采煤机的生产能力 Q: Q=60BHr VC=60 x x xx 3=635T/h < 800t/h符合要求。2）电机功率校验经计算N=246kwY 400kw,符合要求。2、工作面转载机运输能力核算SZZ764/200 转载机运输能力为 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：地面一副斜井一井底车场-22#1层辅运大巷一二号中部车

17、场一甩车场-辅助运输巷-52205回风顺梢一工作面。回料路线：与进料线路相反。二、通风系统新鲜风流路线：地面一副斜井一井底车场-22#1层辅运大巷一二号中 部车场-22205运输顺梢一工作面。泛风风流路线：工作面-52205回风顺梢一回风绕道-22#1层集中回 风大巷一总回风大巷一回风斜井一地面。通风能力计算：EQ 采=Q>+Q 准式中：Q采一一回采工作面实际需要的风量，mVmin;Q准一一准备工作面的风量，mVmin，按回采工作面实际需要风量的 50畸虑。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行计算，取最大值。按瓦斯涌出量计算100Qch4Q采rK采通

18、式中：Q采一一采煤工作面需要的风量，m/s ；Qch4 一一采煤工作面的瓦斯绝对涌出量，min ；C采煤工作面回风流中允许的最大瓦斯含量，1%K采通一采煤工作面的通风系数，取。Q 采=(100X/(1 x60)x=s按二氧化碳涌出量计算Q采=(100 Xq陞XT 日)/(C X60X 1440) 乂 K采通式中：Q采一一采煤工作面需要的风量，m/s；qco2一一采煤工作面的二氧化碳含量，t;(参见表)T日一一采煤工作面日产量，3575t;C采煤工作面回风流中允许的最大二氧化碳含量，为K采通一一采煤工作面的通风系数，取。Q采=(100 XX 3575)/ X60X1440)x = s按工作面温度

19、计算Q采=7乂 SX K式中：Q采一一工作面供风量，吊/s;V工作面适宜风速，依据煤矿通风能力核定办法回采工作面温度与 风速的对应关系详见表，取s;S回采工作面平均有效通风断面，取；K一一工作面长度系数回采工作面长度调整系数见表，取。回采工作面温度与风速的对应关系表回采工作面空气温度(C)采煤工作面风速(m/s)<18182020 2323 2626 2828 30回采工作面长度调整系数回采工作面长度(m)80 150150200>200长度调整系数(K长)、采=乂 X =s按人数计算Q 采 4Nc式中：4每人每分钟供给的风量不得小于 4m3;Nc 工作面同时工作的最多人数，取 2

20、1人。 3Q 采=4X 21=84m/min=s按工作面最大过风断面校核Q< 4X 12=sQ> x 12=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#1层集中皮带大巷一辅助运输巷-22205运输顺梢一工作面；(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 3(m/h )备注1采煤机清水泵台122乳化液泉台113净化水幕组24个喷头4转载点个35支架移架喷雾组72正常使用2组6两道防尘个2根据以计算，工作面回采时供水量为 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 小108管

21、路供水。供 水能力校验：式中：一管路内径，mnpq 设计流量，取15m3/h ;v 流速，取2m/s。经计算，=< 108mm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: ，间距 : ，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，达到水槽的设计容量；3）水袋应设在巷道的直线段内，与巷道的交叉口、转弯处距离不小于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

22、左右。a）水棚的结构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=20（X =2760n3G=gs=20（X =2100n3式中：G总水量，L;s巷道断面积，m,取12 m2;g每m所需水量，L/ m2,主要巷道为一般400 L/ m2,其它巷道一般为2200 L/ m 2。每架水棚量Gn=G0 n=60X 4=240L/ m2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， L；每个水槽的水量， 60L/ 个；水棚区长度L=nC=

23、12x =式中：L水棚区长度，m;n 水棚架数，架；C 水棚间距，ml取；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；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，以免水梢 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

24、顺梢-辅助运输巷一二号中部车场- 22#1层辅运大巷一井底车 场一井底水仓一副斜井一地面22205运输顺梢-辅助运输巷一二号中部车场- 22#1层辅运大巷一井底车 场一井底水仓一副斜井一地面(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10n3/h,扬程H=50米，采用接力排水方式进行。选用潜水泵进行排水。(3)排水管路选择根据常用情况，选用。108钢管进行排水，在低洼处设三通阀门。四、安全监测监控系统矿井安装KJ90N瓯斯监控系统一套，对工作面进行实时监控，瓦斯传 感器分别安装在工作面上隅角、回风顺梢外口、运输顺梢外口。报警浓度 1%断电浓度为1%(上隅角断电浓度为 衿。断电范围

25、为工作面内及两道有 有电器设备。五、通讯系统工作面内部采用通讯系统，在 22205运输顺梢及52205回风顺梢距工 作面20m处安设防爆电话各一部，该电话可与公司调度直通，同时在22205 运输顺梢皮带机头安设一部电话，以此对两巷设备运行进行控制和了解运 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SGZ- 764/400部15乳化液泉BRW400/套16清水泵BPW315/10台27照明灯DGC-30W/127N盏138胶带运

26、输机DSJ100/63/125部19转载机SZZ764/200部110破碎机PCM160部111局压开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-4X 315/1140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潜水泵台420磁力开关QBZ-80N台821磁力开关QBZ-80台423煤电钻综保台225低压馈电开关BKD-400台326照明综保台2、82205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

27、 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转载机SZZ-764/20020011401140破碎机PLM16016011401140乳化液泉BRW-400/2*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*660660回柱绞车JHMB-142*1140/660660调度绞车401140/660660双速多用JSDB-193*451140/66066

28、03300V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：Sca JCOS wm式中 Kde需用系数，Kde 0.40.6-PmaxPnCOS wm一加权平均功率因数,1、总容量计算Pn = 3742(Kw)需用系数 Kde 0.4 0.6-Pmax=+PnX 920/3742Sca = X 3742/=2940(KVA)为保证供电质量和考虑以后用电负荷的增加选KBSGZY/T-160脸变1台，KBSGZY/T-200咯变 2 台，KBSGZY/T-63咯变 2 台，分另U:1#移变供：乳化泵、喷雾泵、82205进

29、风顺梢1140v电源；2#移变供：采煤机、转载机、破碎机；3#移变供：工作面刮板输送机、备用开关；4#移变供：82205运输顺梢660v电源；5#移变供：82205运输顺梢1140v电源.2、1#移变校验：总负荷：Pn =250X2+125X 2+45= （ K®coswm 取需用系数：Kde 0.4 0.6-Pm%Pn=+ X 250/合格）cos wm 取则：Sca = x = 674(KVA)<1600(KVA)(3、2#移变校验：总负荷：Pn =920+400+200=1520( KW需用系数：Kde 0.4 0.6%、 Pn=+ X 920/1520则：Sca = X

30、1520/=1650(KVA)<2000(KVA)( 合格)4、3#移变校验:总负荷：Pn =400+400=800 (K®COS Tpj 取需用系数:Kde0.4 0.6Pmaxpn=+ x 400/800则：Sca = X 800/ = 800 (KVA <2000(KVA)( 合格)5、4#移变校验：总负荷：Pn =45+125=196 (KW cos wm取需用系数：Kde0.4 0.6Pn(KVA <630(KVA)合格）=+X 125/196则：Sca = X196/ =6、5#移变校验：总负荷：Pn =45+40+160X 2= (KW)coswm取需

31、用系数：Kde 0.4 0.6星、 Pn=+X 160/则：Sca = X= (KVq <630(KVA)(合格)10kV高压电缆选用10KV3X四、高压电缆选择1、型号的确定，向工作面移动变电站供电的120+3X 50/3+3 X 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I max w I c ca32Kde Pn 10 _ 0.55 3742 103,3U n COS wm.3 10 103 0.7= 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Jed 2A/mrm则高压电缆的经济截面为A Ica 170

32、 “2Ae85 mmJed 2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10KV3X 120+3X 50/3+3 X型电缆，长度为2170米，由于82205工作面顺梢 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，基本满足使用要求。3、按长时最大允许负荷电流校验查表得10KV3X 120+3X 50/3+3

33、 X型电缆 的长时最大允许负荷电流I p295A长时最大负荷电流Ica=170A (已计算)。Ica170c Ip295A 故满足要求。4、按热稳定条件校验电缆截面Amin Issh 2886.80.25 mml< 120m而 满足热稳定要求。C1453式中 Iss 祥二 50 102886.8A, tph 取，C取 145.3Uar - 3 105、按允许电压损失校验电缆截面10KV3 X 120+3X 50/3+3 X型电缆查表得，当 coswm/f, 120mm铜芯电 缆的每兆瓦公里负荷矩的电压降为：K=%按公式： U1=KPL式中 K一每兆瓦公里负荷矩电缆中电压损失的百分数，其数

34、值可查 P 电缆输送的有功功率，MWL电缆线路长度，KM U1=KPL%X X =%<5%故综上所述，所选10KV3X 120+3X 50/3+3 X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、低压电缆型号的确定供电系统如上图所示，选择的低压电缆要符合煤矿安全规程的规定。 根据电压等级、使用保户环境、机械的工作情况等确定电缆的型号，向采 煤机、转载机、破碎机、刮板输送机供电电缆选 MYPT四，向喷雾泵、乳 化液泵和其他符合供电的电缆选 MCPS。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 3动机的

35、额定电流，可用公式Ica In厂Pn 10一算出。.3U N cos N N(2)当电缆向2台电动机供电时，长时最大工作电流Ica,取2台电动机额定电流之和，即Ica IN1 In2(3)当电缆向三台及以上电动机供电时，长时最大工作电流 匕，可用下式计算 Ica ¥ PN 103- 3Un cOS wm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 /mn2长时负荷电流/A长时负 荷电流 要求的 最小截 面/mnm初选标 准截面 /mm2长度/m备注L171#喷雾泵1635255035L182#

36、喷雾泵1635255043L191#乳化液 泵1635180707056L202峙L化液16351807070651号移 动变电L21泵1025461635350站L22尾巷绞车1025163510L23尾巷绞车 尾巷45绞102516355车L24米煤机355023095953102号移L25转载机1635100255072动变电站L26破碎机1635502550100L27L28刮板输送 机尾 刮板输送 机头16351635100100252550502901353号移 动变电 站L4皮带电机 干线1635120353575L5皮带电机16351562535154号移 动变电 站L645绞

37、车102556103520L71025234255L8102542535皮带拉紧 装置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炽验。正常运行时电动机的端电压允许偏移额定电压的士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与最大允许电压损失表额 士 7E 电变压器副边 额定电压 U2N=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%电动机最小允许电压电动

38、机最允许电压压端电压损小端电压损/VUmo=VUp=U2N-U mo/VUmo=VUp=U2N-U mo/V127133121121141938040036139342586606936276659499114120010831171026174033003465313533029704951 )1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？ R=8500W阻抗电 压u%=5%计算移动变电站每相电阻、电抗值。RtZtXtPnU；nsNU 2U 2Nu%Sn8500 1.222160020.0048 Q5120021

39、00 1600 1030.045 Qx'Zt Rt v'0.0452 0.00482 0.0447 Q1号移动变电站低压侧负荷电流, Kde Pn 1030.58 813.5 103Ica.t 341.4A3U n cos wm .3 1140 0.7(根据实际工作情况，计算得到需要系数为，加权平均功率因数为， 号移变总功率为。)1号移动变电站在正常运行时的电压损失UT3IcaT(RT cos T XTsin T),3 341.4 0.0048 0.7 0.0447 0.715 20.9 V2 cos0.715。1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cos

40、 t cos wm 0.7 , sin tJ1向喷雾泵供电的电缆电压损失33rPnLr 10125 35 10Ubl 17-IscUnAi bl 42.5 1140 50 0.9电动机的效率，估计。 向乳化液泵供电的电缆电压损失 33PNLbl 10250 56 10U bl 19-：scU N Abl bl 42.5 1140 50 0.9向尾巷绞车供电的电缆电压损失 3_ _ 3PNLbl 10318.5 45 350 103U bl 21-ZZ Z scU N Abl bl 42.5 1140 35 0.9电压损失校验向喷雾泵供电的电压损失 U Ut 满足喷雾泵对供电的要求。向乳化液泵供

41、电的系统电压损失Up = 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Up = 117V,满足绞车对供电的要求。2) 2号移动变电站供电系统2V6.4 V14.6VUbl17 20.9 2 22.9 V< Up = 117V,UT Ubl19 20.9 6.4 27.3 V<UT Ubl21 20.9 14.6 35.5 V<转载机和破碎机。2号移动变电站供电系统其负荷为采煤机、(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/移动变电站负载损耗？ R=9700W阻抗电 压u%=%计算移动变电站每相电阻、电抗值。Rt2P

42、NU 2NZtXtSNU 2u%为_Sn_. Zt Rt29700 3.46522-12000225.2434652100 2000 1030.02912 Q0.3146 Q220.3146 0.029120.3138 QIca.tKde Pn 1033Un cos wm2号移动变电站低压侧负荷电流0.76 1520 103288.7 A3 3300 0.7(根据实际工作情况，计算得到需要系数为，加权平均功率因数为，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UT3IcaT(RT cos T XT sin T),3 288.7 0,02912 0.7 0.3138 0.7

43、15122.42号变压器的功率因数取加权平均值，即cos T cos wm 0.7 , sin T 弋 1 cos2向采煤机供电的电缆电压损失PNLbl 103920 310 103U bl 24= ：_ _ 二_二TscUnA bl 42.5 3300 95 0.9电动机的效率，估计。 向转载机供电的电缆电压损失 33MPNLbl 10400 72 10U bl 25 scUnAi bl 42.5 3300 50 0.9向破碎机供电的电缆电压损失UPNLbl 103200 100 103bl 26 刈儿 bl 42.5 3300 50 0.9电压损失校验向采煤机供电的电压损失UUp=330V

44、,满足采煤机对供电的要求。 向转载机供电的系统电压损失Up=330V,满足转载机对供电的要求。0.715。23.8V4.6V3.2VUT Ubi24 122.4 23,8 146.2 V<U UT Ub|25 122.4 4,6 127 V<向破碎机供电的系统电压损失U UT Ubi 26 122.4 3,2 125.6 VCUp=330V,满足破碎机对供电的要求。3） 3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/移动变电站负载损耗？ R=9700W阻抗电 压u%=%计算移动变电站每相电阻、电抗值。RTPnU；n2

45、9700 3.465Z 220000.02912 QZTu%四Sn_ _25.2434650.3146 Q100 2000 103XtR； v,0.31462 0.0291220.3138 Q3号移动变电站低压侧负荷电流Ica.t 2Pn 1033UN cos wmc 400 1032 200A3 3300 0.7（根据实际工作情况，加权平均功率因数为，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UT.3IcaT(RT cos T XTsin T), 3 200 0.029123号变压器的功率因数取加权平均值，即 cos t cos wm 0.7 , sin tJ1 c

46、os20.715。向刮板输送机头部供电的电缆电压损失 33HPnLr 10400 135 10 auVU bl 278.6 VscU N Abl bl 42.5 3300 50 0.9电动机的效率，估计。 向刮板输送机尾部供电的电缆电压损失 3Ubl28PNLbl 10400 290 1018.4VscU NAbl bl 42.5 3300 50 0.90.7 0.3138 0.71584.8V电压损失校验向刮板输送机头部供电的电压损失U UtUbl 27 84.8 8.6 93.4 V<Ubl 28 84.8 18.4 103.2 VUp=330V,满足刮板输送机头部对供电的要求。向刮

47、板输送机尾部供电的系统电压损失U Ut< U p=330M满足刮板输送机尾部对供电的要求。4） 4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。RtZtXt2PnU 2NsNu 2U 2 Nu%Sn. Z-2 Rt24100 0.69322630246932100 630 1030.005 Q0.0305 QV0.03052 0.0052 0.03 Q4号移动变电站低压侧负荷电流Ica.t33Kde Pn 100.78 196 1033Un co

48、s wm 3 660 0.7191A（根据实际工作情况，计算得到需要系数为，加权平均功率因数为, 号移变总功率为。）4号移动变电站在正常运行时的电压损失UT3IcaT(RT cos T XT sin T).3 191 0.005 0.7 0.03 0.715 8.3 V4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2'cos T cos wm 0.7 , sin T q1 cos向皮带供电的电缆电压损失0.715。U bl 5PNLbl 1031 25 1 5 1 03scU N Abl bl 42.5 660 35 0.92.1V电动机的效率，估计。L4干线的电压损失M

49、PNLbl 103125 75 103Ubl 4- scUNAbl bl 42.5 660 35 0.9向45绞车供电的电缆电压损失UPnLr 10345 20 103bl6scUNAbl bl 42.5 660 35 0.9向绞车供电的电缆电压损失10.6 V1VU bl 7PNLbl 10318.5 5 103scUNAbl bl 42.5 660 25 0.90.15V向拉紧装置供电的电缆电压损失U bl 833PNLbl 107.5 35 10scUNAbl bl 42.5 660 250.90.42 V电压损失校验向皮带供电的电压损失U Up=66V,满足皮带对供电的要求。向45绞车

50、供电的系统电压损失 满足45绞车对供电的要求。UtUbl4 Ubl5 8.3 2.1 10.6 21 V<UtU bl 68.3 19.3 V<U p =66V,向绞车供电的系统电压损失 Up=66V,满足绞车对供电的要求。向拉紧装置供电的系统电压损失 Up=66V,满足拉紧装置对供电的要求。5) 5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UtUtUbl7 8.3 0.15Ubl8 8.3 0.428.45 V <8.72 V<查铭牌得KBSGZY-T-630/10移动变电站负载损耗？ P=4100W阻抗电压 u%=4%计算移动变电站每相电阻、电抗值。Rt22PnU；n 4100 0.6932sN263020.005 Q22ZT u%UN - 3 0.0305 QSn100 630 103XT N R： V0.03052 0.0052 0.03 Q5号移动变电站低压侧负荷电流Kde Pn 103Ica.t 3U N cos wm（根据实际工作情况, 号移变总功率为。）0.63 412.5 103八188 A 、3 1140 0.7计算得到需要系数为，加权平均功率因数为,5号移动变电站在正常运行时的电压损失UT.3IcaT(RT c