F_ст = [Q₀+(р-q)Н]g, Н, (6.15)

где q - линейная масса уравновешивающего каната, кг;

F_ст = [25800+(9,91-9,43)·720,3]·9,8 = 256228,3 Н.

Применять уравновешивающий канат при одноканатном подъеме следует при глубинах более 550 м при отношении:

д = рН/Q ? 0,4 = 9,91•720,3/15000 = 0,47 ? 0,4. (6.16)

В качестве уравновешивающих канатов принимаем круглые малокрутящиеся с маркировочной группой прочности не ниже 1372 Мпа (140 кг/мм²).

Линейную массу уравновешивающего каната принимаем равной, или близкой, к линейной массе подъемного каната по соответствующим ГОСТам.

6.2 Выбор органа навивки каната

Диаметр барабана подъемной машины и направляющих шкивов, в соответствии с требованиями ПБ определяется по формуле:

Д_б = Д_ш ? 79•d_к = 79·50,5 = 3989,5 мм. (6.17)

По диаметру барабана и статическим натяжением ветвей каната выбирается подъемная машина и шкивы:

1. Типоразмер ЦР 63,4/0,6;

2. Размеры, м

3. Максимальное натяжение каната, кН, не более 360000;

4. Максимальная разность статических натяжений канатов, кН, не более 270000;

5. Передаточное число редуктора i 11,5;

6. Скорость подъема, м/с, не более 16;

7. Число слоев навивки, не более 1;

8. Маховый момент машины (GD²_б), кН·м² 14000.

9. Масса машины, т 140.

Для шкива:

1. Типоразмер

2. Диаметр шкива Д_ш, м

3. Маховый момент шкива (GD_ш²), кН·м²

Принятая машина проверяется на размещение каната на барабане. При однобарабанной с разрезным барабаном:

В_тр = , мм, (6.18)

где l_зап = 30 м - длина, для повторного испытания канатов;

Z_тр - витки трения (для не футерованных - 3);

Е = 2ч3 мм - зазор между витками каната;

Z_заз = 1 - зазор между канатами, мм;

h_гор = 50 м - расстояние между двумя горизонтами;

В_тр =

6.3 Выбор схемы расположения подъемной машины у ствола шахты

Рисунок 6.1 Типовая схема расположения подъемной машины

Из условия не соприкосновения фундаментов подъемной машины, укосины и станка копра, определяем минимальное расстояние между отвесом каната и осью подъемной машины:

b_min ? 0,6h_к+3,5+Д_б = 0,6·41,2+3,5+6 = 34,2 м. (6.19)

Действительное b > b_min.

Для нормальной конфигурации сооружения желательно иметь условие:

0,9h_к < b < 2h_к,37,08 < 45 < 82,4.

Длины струн канатов определяются по формуле:

l_стр = (6.20)

где С₀ - превышение оси подъемной машины над уровнем земли;

l_стр =

Длина струны каната, согласно ПБ не должна превышать 65 м. Угол наклона струны каната к горизонту ц должен быть в пределах 30-53?.

Проверка угла ц производится по формуле:

tg ц = h_к-C₀/b-R_ш = 41,2-0,8/45-2 = 43,2є. (6.21)

6.4 Углы девиации

Рисунок 6.2 Схема для определения углов девиации

Угол девиации согласно правилам безопасности для цилиндрических барабанов должен быть не более 1є 30'.

Проверка углов девиации производится по формулам:

tg б₁ = = 0є43'.

tg б₂ = = 0є 36'.

6.5 Кинематика подъема

Согласно норм технологического проектирования шахтных подъемных установок для скиповых подъемов следует принимать семипериодную тахограмму для любого типа привода.

Выбор привода и редуктора

Ориентировочная мощность подъемного двигателя определяется по формуле:

N_ср =

где К - коэффициент шахтных сопротивлений;

з_зп - КПД зубчатой передачи;

р - характеристика динамического режима работы;

N_ср =

Число оборотов двигателя:

n = =

где i - передаточное отношение редуктора принятой машины.

По значениям N_ор и n выбираем двигатели АКН-16-51-20. Номинальная мощность N_н = 800 кВт, номинальное число оборотов n_н = 290 об/мин, коэффициент перегрузки двигателя j = 2, маховый момент ротора GD_р² = 2,.9 т·м².

Действительная максимальная скорость движения сосудов при быстроходных двигателях:

V_m = 7,92 м/с.

Тип редуктора выбираем по передаточному отношению и величине крутящего момента на его тихоходном валу, определяем по формуле:

Принимаем двух двигательный привод с редуктором ЦО-20.

Полезный расход электроэнергии на один подъем:

7. ОКОЛОСТВОЛЬНЫЙ ДВОР. СТВОЛЫ

7.1 Околоствольный двор

При вскрытии шахтного поля стволы проходят на заранее установленную глубину до откаточного горизонта, где проводят ряд горизонтальных протяженных выработок и камер. Протяженные выработки непосредственно соединяют со стволами и используют для транспортирования рудной массы, породы, материалов, а также для пропуска воздуха и передвижения людей. Для установки электрического и механического оборудования, ремонта электровозов, для обслуживания рабочих сооружают камеры, которые соединяют с выработками ходками.

Совокупность протяженных выработок и камер, расположенных около стволов, предназначенных для обслуживания подземного хозяйства, называют околоствольным двором. Околоствольный двор предназначен для связи между шахтными стволами и выработками, вскрывающими месторождение. Он является своего рода станцией, на которую поступает груз, подлежащий выдаче на поверхность, и с которой отправляются составы порожних вагонеток, материалы и оборудование к рабочим участкам.

Выработки околоствольного двора относятся к капитальным. Срок их службы при способах вскрытия, не предусматривающих углубку стволов, равен времени отработки запасов шахты. Закрепляют околоствольный двор такими видами крепи, которые не требуют существенного ремонта в течение всего срока службы - в нашем случае железобетоном.

Имеется много типов околоствольных дворов. Рациональными из них считаются такие, пропускная способность которых обеспечивает выдачу всей добытой рудной массы на поверхность соответственно принятой мощности шахты с резервом в 1,5 раза. Кроме того, они должны обеспечивать условие для целесообразной компоновки технологического комплекса шахты, простоту маневров с гружеными и порожними составами с применением средств механизации, отсутствие встречных грузопотоков по одному и тому же пути, а также иметь минимальное количество обслуживающего персонала.

Различают околоствольные дворы круговые (вагонетки входят и выходят из пределов околоствольного двора одной и той же лобовой стенкой), челноковые (вагонетки входят одной лобовой стенкой, выходят - другой).

При производительности шахты 1,5 млн.т/год рекомендуется круговой тип околоствольного двора.

В пределах околоствольного двора, как указывалось выше, сооружают ряд камер, имеющих различное назначение.

В комплекс выработок центрального водоотлива входят: камера главного водоотлива; водотрубный ходок; водозаборный колодец; камеры осветительного резервуара; водосборник. К насосной станции примыкает центральная электроподстанция. Форма сечения насосной камеры обычно сводчатая. Крепь - бетонная. Насосная камера имеет два входа: заезд (ходок) и водотрубный ходок. Заезд оборудуется решеткой и герметичной дверью для изолирования камеры от остальных выработок на случай аварийного затопления. Форма сечения ходка - сводчатая, крепь - бетонная.

Депо контактных электровозов состоит из камеры ремонтной мастерской и заездов в нее, используется для стоянки запасных электровозов. При одном ремонтном месте делают один заезд, при двух и более - два заезда.

Подземный склад взрывчатых материалов - ячейковый с защитными дверями. Склад состоит из камеры хранения средств взрывания , располагаемой в тупике, камеры, где располагают ячейки для хранения взрывчатых материалов, камеры для проверки электродетонаторов и камеры для раздачи взрывчатых материалов. Склад отделяется от подводящей выработки специальной металлической защитной дверью. Защитные металлические двери устанавливаются также на вентиляционной сбойке у входа в склад и в вентиляционной сбойке на расстоянии 40 м от склада.

Склад проходят одним сечением. Ячейки отделяют друг от друга бетонными перемычками толщиной 2 м. Склад имеет сводчатую форму поперечного сечения с бетонной крепью.

Камера ожидания предназначена для размещения рабочих, ожидающих выезда из шахты после работы или отправки их пассажирским поездом к месту работы. Размеры камеры принимаются из расчета размещения в ней не более 40% максимальной численности подземных рабочих, занятых в одной смене.

Объем околоствольного двора составляет 5000 м³.

7.2 Стволы

Скиповой ствол - диаметром в свету 6 м, в проходке - 6,6 м, с бетонной крепью толщиной 300 мм. Полная глубина ствола 700 м. В стволе размещаются два скипа емкостью 15 м³ для выдачи рудной массы.

Клетевой ствол оборудован одноклетевым подъемом с противовесом. Размер пола клети 4500Ч1700 мм. Клетевой ствол принят диаметром в свету 6 м, в проходке 6,6 м, с бетонной крепью толщиной 300 мм. Полная глубина ствола 715 м.

Размещение клетевого подъема в отдельном стволе обеспечивает полную независимость его работы от скипового подъема и исключает необходимость остановки последнего на время спуска-подъема людей.

В период строительства шахты предусматривается использование подъемной установки клетевого ствола для выдачи породы от проходки горизонтальных выработок, для чего вместо противовеса клети первоначально навешивается скип емкостью 4 м³ с донной разгрузкой.

Грузовой ствол - диаметром в свету 8 м, в проходке 8.7 м, с бетонной крепью толщиной 350 мм. В стволе размещаются траверзы - направляющие для специального крана грузоподъемностью 60 т, монтируемого в надшахтном здании. Ствол предназначен для подачи свежего воздуха в горные выработки шахты и для спуска-подъема крупногабаритного, дробильного и горно-транспортного оборудования, а также длинномерных материалов.

На вентиляционных стволах используются подъемные машины 2Ц-4Ч2,3, сохраняемые на весь период эксплуатации шахты.

После окончания проходки стволов бадьевые подъемы переоснащаются для проходки горизонтальных выработок. На один канат навешивают клеть с размером в плане 3600Ч1400 мм (на одну вагонетку УВГ-2,5), а на другой - скип емкостью 4 м³ с донной разгрузкой.

На период эксплуатации шахты скипы в этих стволах заменяют противовесами, а подъемные установки используются только как запасные механизированные выходы на случай аварии.

Рисунок 7.1 Схема околоствольного двора:

1 - скиповой ствол; 2 - клетевой ствол; 3 - грузовой ствол; 4 - рудный опрокидыватель; 5- породный опрокидыватель; 6 - камера ожидания; 7 - камера медпункта; 8 - камера центральной подстанции; 9 - камера главного водоотлива; 10 - водотрубный ходок; 11 - водосборник; 12 - камера осветляющих резервуаров; 13 - электровозное депо; 14 - ремонтная мастерская; 15 - камера выпрямительной подстанции; 16 - склад ВМ; 17 - путь для стоянки пассажирского состава; 18 - санузел.

8. ВНУТРИШАХТНЫЙ ТРАНСПОРТ

Подземным транспортом рудной массы называют перемещение по транспортным выработкам доставленной из забоя руды от выемочного блока до рудоподъемного ствола. Погрузка на транспорт из очистных блоков осуществляется питателями, конвейерами, погрузочными машинами или скреперами. Подземный транспорт бывает периодического действия - рельсовый, т.е. локомотивный и безрельсовый, в основном автомобильный, и реже непрерывного действия - конвейерный или трубопроводный.

На большинстве рудников, в связи с большой объемной массой, крепостью, абразивностью и кусковатостью руд, большим числом погрузочных пунктов и непостоянством их мест, применяют рельсовый транспорт.

Контактные электровозы используются сцепной массой от 3 до 35 т. Вагоны применяют с донной разгрузкой или с глухим кузовом вместимостью 0,7 - 10 м³.

Основной размер колеи на рудниках 750 мм встречаются также 600 и 900 мм.

Параметры подвижного состава зависят от производительности рудника.

Вагоны для руды и пустой пород часто принимают одинаковыми.

8.1 Параметры рельсового пути

Рельсовый путь в шахтах укладывается в выработках, которые имеют уклон в сторону околоствольного двора. При этом обеспечивается нормальный сток шахтных вод и примерно одинаковая тяга локомотива при транспортировании груженных и порожних составов. В силу таких обстоятельств как проявление горного давления неточности при проходке отдельных участков выработки, необходимость сбойки выработок, уклон пути на отдельных участках маршрута откатки может отличаться от уклонов на соседних. Как правило, горизонтальные выработки, предназначенные для локомотивной откатки, проводятся с уклоном 2 - 5 % (промиль). Если на всей протяженности откатки этот уклон выдерживается, отличаясь как знаком (при движении поезда вниз - минус, вверх - плюс), так и величиной на отдельных участках маршрута, то в расчетах используем значение спрямленного уклона:

I_с = (Н_к-Н_н)/L, ‰, (8.1)

где Н_к и Н_н - соответственно отметки (маркшейдерского) уровня начала и конца спрямленного маршрута, м;

i_с - уклон n-го спрямленного элемента маршрута, ‰;

l_n - длина n-го спрямленного элемента маршрута, м;

L - длина маршрута, м.

I_с = (2,5-1900)/1900 = 2,5 ‰.

Следует иметь ввиду, что в тех случаях, когда электровоз закреплен за маршрутами и составами, тяговые расчеты выполняем для каждого маршрута. При закреплении электровозов и отсутствии на всех маршрутах преобладающих уклонов, в расчетах можно использовать средневзвешенные значения уклонов:

i_св = ‰, (8.2)

где i_с1…i_сn - спрямленный уклон каждого маршрута, ‰;

L₁…L_n - длина откатки каждого маршрута, м.

i_св = ‰

В этом случае, в дальнейших расчетах принимаем средневзвешенную длину откатки:

L_св = ‰, (8.3)

где А_сут1…А_сутn- грузопоток на каждом из маршрутов, т/сутки.

L_св = ‰.

Суточная производительность откатки определяем:

А_сут = А_сут1+А_сут2+…+А_сутn = 964+964+964+964+964 = 4820 т/сут (8.4)

Отдельные участки рельсового пути могут иметь закругления. Они характеризуются, во-первых, радиусом кривой r, во-вторых, длиной кривой l_кр. Длина кривой определяется:

l_кр = (8.5)

где б_кр - угол поворота выработки в плане, град.

8.2 Параметры вагонеток

Рудничные вагонетки и секционные поезда характеризуются как техническими параметрами, так и определенным уровнем удельного сопротивления движению.

При транспортировании вагонетки в составе создают силу сопротивления движению. Для ее количественной характеристики используется основное удельное сопротивление движению.

Кроме того, при движении по кривой состав испытывает дополнительные сопротивления движению. Величину дополнительных удельных сопротивлений движению состава на криволинейном участке пути рассчитываем по формуле:

W_кр = (8.6)

где S_б и К - соответственно жесткая база и колея вагонетки, принятой для комплектации состава, м;

r - радиус кривой рельсового пути, м;

l_кр и l_с - длина кривой рельсового пути и длина состава, м;

д - коэффициент, учитывающий влияние загрузки вагонетки (для груженных - 0,85);

в - коэффициент, учитывающий влияние состояния поверхности рельсов (для сухих - 1).

На предварительной стадии расчета длину состава определяем ориентировочным расчетом:

l_с = (8.7)

где р - масса локомотива, т;

К_с - коэффициент, зависящий от типа локомотива (для контактных - 9 - 10);

l_в = длина вагонетки, м;

q₀ - масса вагонетки, т;

Е - коэффициент, зависящий от массы и заполнения вагонетки.

Коэффициент Е рассчитывается по зависимости:

Е = (8.8)

где м - вместимость вагонетки, м³

г - насыпная масса перевозимой руды (породы), т/м³;

К_з - коэффициент заполнения вагонеток (секций) К_з= 1.

8.3 Шахтные локомотивы

Для этого при фиксированных токах двигателя определяем значения

частоты вращения двигателя и его момента и рассчитывается скорость движения и тяга электровоза по следующим зависимостям:

(8.9)

(8.10)

где з = 0,93 - к.п.д. двухступенчатых редукторов (для всех типов локомотивов);

8.4 Тяговый расчет локомотивной откатки

На первом этапе по заданной категории шахты к типу выработки определяется группа локомотивов, пригодная для использования в заданных условиях эксплуатации. Затем по величине грузопотока А_сут и протяженности (длине) откатки L принимается определенная масса локомотива и его тип (КТ-28). Затем принимается определенный тип вагонетки (ВД- 3,3).

Расчет наименьшего допустимого числа вагонеток, в составе производится для следующих условий сцепления колес локомотива с рельсами:

- при трогании с места груженного состава на преобладающем уклоне вверх (полученное значение здесь и далее округляется до ближайшего большего числа):

z_тр.г = ; (8.11)

z_тр.г =

- при трогании состава вниз на участке, имеющем закругление рельсового пути:

z_тр.г = (8.12)

z_тр.г =

- при движении порожнего состава по участку маршрута, имеющему закругление рельсового пути:

z_сц.п = (8.13)

z_сц.п =

- при движении порожнего состава на преобладающем уклоне:

z_сц.п = (8.14)

z_сц.п =

Из рассчитанных по формулам значение числа вагонеток в составе в зависимости от режимов движения и места на маршруте выбираем меньшее. Это значение, обозначенное z_min1 = 30, называется наименьшим допустимым числом вагонеток в составе по условию сцепления колес локомотива с рельсами.

Проверка величины состава по нагреву тяговых двигателей методом расчета эквивалентного тока.

Для принятой величины состава z_min1 рассчитываем тягу локомотива:

F_ric = (p+q₀E·z_min1)·(W_г-i_c) = (28+1,6·6,01·30)·(7-2,5) = 1077 daH. (8.15)

F_nic = (p+q₀·z_min1)·(W_n-i_c) = (28+1,6·30)·(9+2,5) = 726,8 daH. (8.16)

на участке маршрута с преобладающем уклоне i_p аналогичные величины тяги определяем:

F_гip = (p+q₀E·z_min1)·(W_г-i_p) = (28+1,6·6,01·30)·(7-6) = 239 daH. (8.17)

F_nip = (p+q₀·z_min1)·(W_n+i_p) = (28+1,6·30)·(9+6) = 948 daH. (8.18)

По величинам тяги, рассчитанным по формулам (8.15 - 8.18) с использованием построенной ранее электромеханической характеристики локомотива графическим методом определяются: потребляемый на участках тяговым двигателем ток I_гic, I_nic, I_гip, I_nip; скорость движения поезда V_гic, V_nic, V_гip, V_nip.

После этого выполняем расчет времени рейса:

Т_р = t_гic+t_пic+t_гip+t_пip+и₁+и₂+и₃, мин, (8.19)

где t_пic, t_гic - время движения порожнего и груженого состава на участке с нормальным профилем пути, мин;

t_пic = (8.20)

t_гic = (8.21)

t_пip, t_гip - время движения соответственно груженного и порожнего состава с преобладающим уклоном пути i_р, здесь l_ip (км) длина преобладающего уклона

t_пip = (8.22)

t_гip = (8.23)

и₁ - продолжительность нахождения электровоза в околоствольном дворе. Для составов вагонеток с глухим кузовом = 10 мин;

и₂ - продолжительность нахождения поезда в пункте погрузке для всех типов вагонеток = 10 мин;

и₃ - продолжительность дополнительных операций (остановок) в местах пересечения транспортных операций, получение указаний от диспетчера и др. Принимается равным 5-10 мин.

Условие обеспечения нормального теплового режима работы тяговых двигателей за рейс имеет следующий вид:

I_эф ? _Iпр, (8.23)

где I_эф - эффективный ток тягового двигателя за рейс, А

I_пр - продолжительный ток тягового двигателя, А.

Величину Iэф рассчитываем по зависимости:

Iэф = , А (8.24)

I_эф = А.

86,82 < 163, следовательно, тепловой режим соблюдается для нормальной работы локомотива.

Проверка скорости движения поезда по условию его остановки на длине тормозного пути, регламентированный ПБ. Тормозной путь состава на преобладающем уклоне при перевозке грузов не должен превышать 40 м. Это требование выполняется, если выдерживается условие:

V_доп ? V_гip,

где V_доп - допустимая скорость движения груженого поезда на преобладающем уклоне, км/ч.

Величину V_доп рассчитываем по зависимости:

V_доп = км/ч, (8.2)

где l_т = 40 м - регламентируемая длина тормозного пути, м;

в_т = daH/т (8.26)

Проверка допустимого числа вагонеток в составе из числа размещения длины состава на минимальной длине разминовки горной выработки производится только для действующих шахт

z_раз ? z_min, (8.27)

где z_раз- число вагонеток, которое можно разместить на разминовке длиной l_раз, шт:

z_раз = (8.28)

Для вагонеток, оборудованных звеньевой сцепкой l_сц = 0,16;

l_раз = z_min1·(l_в+l_сц)+l_зап = 30·(3,575+0,16)+5 = 125 м; (8.29)

l_зап = 5 м - запас длины разминовки.

z_раз =

Определение инвентарного количества локомотивов.

Инвентарное количество локомотивов рассчитываем по формуле:

N_л = N_р+N_рез, шт, (8.30)

где N_р - количество рабочих локомотивов, шт;

N_рез - количество резервных локомотивов. Величина N_рез определяется N_рез = 1шт при N_р ? 6; N_рез = 2 при N_р = 7-12; N_рез = 3-4 при N_р = 13

Расчет количества рабочих локомотивов, необходимых для транспортирования заданного грузопотока А_сут, производим по зависимости:

N_р = n_рА/n_р, шт, (8.31)

где n_рА - число рейсов, необходимых для транспортирования А_сут;

n_р - число рейсов локомотива за смену.

Указанное число рейсов локомотива рассчитываем по зависимостям:

n_рА = (8.32)

n_рА = .

n_р = (8.33)

n_р =

где К_н - коэффициент неравномерности выдачи груза, при наличии аккумулирующего бункера К_н = 1,25;

n_см = 3 - количество рабочих смен в сутки;

Т₀ - чистое время работы локомотивной откатки в смену. Принимается на 30 мин меньше продолжительности смены, равной 6 часам.

8.4.7 Расчет потребного количества вагонеток z_в, необходимого для перевозки А_сут производится исходя из условия: на каждый рабочий локомотив принимается по одному составу плюс резерв вагонеток. Тогда:

z_в = N_р·z_min1·K_рез, шт, (8.34)

где К_рез = 1,2 - коэффициент, учитывающий вагонетки, находящиеся в ремонте, а также используемые для транспортировки вспомогательных грузов и т.д.

z_в = 4·30·1,2 = 144 вагонетки.

9. ВЕНТИЛЯЦИЯ

Важнейшим условием эффективности вентиляции горных выработок является правильное определение расхода воздуха, необходимого для вентиляции отдельных выработок и шахты в целом.

Расход воздуха рассчитывается по потреблению кислорода (по людям), углекислого газа, по газам, выделяющимся при взрывных работах, по выделению пыли и по газовыделению двигателей внутреннего сгорания.

Расход воздуха рассчитывается для каждого места потребления, который затем суммируется для всей шахты.

По полученному расходу воздуха для вентиляции шахты определяется подача главной вентиляционной установки (ГВУ).

Определение расхода воздуха для вентиляции шахты принимаем из следующего выражения:

, м³/с (9.1)

где n_с - число, применяемых на шахте систем разработки;

д - коэффициент, учитывающий одновременность взрывания руды в блоках;

N_бi - число блоков, в которых одновременно ведется очистная выемка;

Q_оч.i - расход воздуха для вентиляции блока при i-ой системе разработки, м³/с;

N_нi - число нарезных выработок, находящихся в одновременной разработке при i-ой системе разработки;

Q_нi - расход воздуха для вентиляции нарезной выработки, м³/с;

m_кп - число групп капитальных и подготовительных выработок с одинаковым расходом воздуха для вентиляции;

Q_п.i - расход воздуха для вентиляции капитальной или подготовительной выработки, м³/с;

Q_к - расход воздуха для проветривания камер, м³/с;

K_з = 1,3…1,65 - коэффициент запаса воздуха, зависящий от способа вентиляции.

Определение расхода воздуха для проветривания очистных забоев

, (9.2)

где N_вi - число блоков в которых одновременно ведется взрывание.

число одновременно действующих очистных забоев (блоков):

, (9.3)

гдеP_см = 1640 - сменная производительность шахты, т/см;

P_о = 320 - сменная производительность очистного забоя, т/см;

б = 0,85…0,95 - коэффициент, учитывающий долю добычи из очистных забоев;

К_рез = 1,2…1,5 - коэффициент резерва забоев.

.

Число одновременно действующих очистных забоев принимаем 6.

Расход воздуха по газам ВВ для вентиляции сквозных очистных забоев камерного типа определяем по формуле

Q_оч.=2,3·(V_к/K_т·T)·lg(100·J_ВВ·B/(C_д·V_к), м³/с (9.4)

Где Vк - объём камеры, м³;

Т = 1800 - время проветривания выработки после взрывания, с;

Кт = 0,7 - коэффициент турбулентной диффузии;

J_ВВ = 0,04 - газоносность ВВ, м³/кг;

C_д = 0,008 - максимально допустимая концентрация газа в вентиляционной струе, %.

Q_оч.=2,3·(13500/0,7·1800)·lg(100·0,04·407.4/(0,008·13500) = 29 м³/с.

Расход воздуха для проветривания выработок очистного блока по пылевому фактору определяем по формуле

Qоч = Q_н·m·k_пров·k_пп, м³/с, (9.5)

где Q_н - расход воздуха на одну машину, м³/с ;

m - число одновременно работающих машин;

k_пров =1 - коэффициент, учитывающий способ проветривания рабочего места при расположении машины в сквозной выработке;

k_пп =1 - коэффициент, учитывающий пылеподавление.

Q_оч = 1·2·1·1 = 4 м³/с.

Расход воздуха по максимальному количеству людей, находящихся в очистном блоке, определяем по формуле

Q_оч = 0,1·n_л, м³/с, (9.6)

где n_л - максимальное количество людей одновременно находящихся в очистном блоке;

0,1 - норма воздуха на одного человека, м³/с.

n_л = 1,2·P₀ / Р_т, чел, (9.7)

где P₀ - сменная производительность очистного блока, т/см;

Р_т - сменная производительность одного подземного рабочего, т/см;

1,2 - коэффициент запаса.

n_л = 1,2·1640/350 = 6 чел.

Q_оч = 0,1·6 = 0,6 м³/с.

Расход воздуха по газам двигателей внутреннего сгорания определяем по формуле

Qоч = 0,00017·?Nд, м³/с (9.8)

где ?Nд - суммарная мощность двигателей, Вт;

0,00017 - норма расхода воздуха на 1Вт, м³/с ;

Qоч = 0,00017·180300·2 = 61.3 м³/с.

Окончательно принимаем максимальный из полученных расходов воздуха.

Определение расхода воздуха для проветривания тупиковых нарезных выработок

Число нарезных выработок определяем по формуле

Nнi = А_ш·в·K_рез/V_н.в, (9.9)

где А_ш - месячная производительность шахты, тыс.т;

в - длина нарезных выработок, приходящихся на 1000т добычи;

V_н.в - скорость проведения нарезных выработок, одним забоем, м/мес .

Nнi = 125·4·1,2/148.5 = 4.

Расход воздуха для вентиляции призабойной части тупиковой выработки по газам, образующимся при взрывных работах и нагнетательном проветривании, определяем по формуле

, м³/с, (9.10)

где VВВ - объём вредных газов, образующихся после взрывания, л,

VВВ = 40·В= 40 67 = 2680 л;

S - площадь поперечного сечения выработки в свету, м²;

lп - длина тупиковой выработки, м (для выработок длиной lп > 500 м вместо lп принимается критическая длина lп кр = 500м);

Кобв - коэффициент, учитывающий обводненность тупиковой выработки;

Кут.тр - коэффициент утечек воздуха в вентиляционных трубопроводах;

Для гибких вентиляционных трубопроводов

k_ут.тр=1/0,93^с, (9.11)

гдес = l_п/100 = 500/100 = 5.

k_ут.тр=1/0,93⁵ = 1,44.

м³/с.

При проведении нарезных, подготовительных и капитальных выработок наиболее интенсивным источником пылеобразования являются взрывные работы. Необходимый расход воздуха для вентиляции их по пылевому фактору определяем по формуле

, м³/с, (9.12)

где Vз.о - объём зоны отброса газов и пыли, м³;

Cнач - начальная запылённость воздуха, мг/м³;

Cдоп - допустимая концентрация пыли, мг/м³;

Cп - концентрация пыли в воздухе, подаваемом для проветривания, мг/м³;

Кт =0,9 - коэффициент турбулентной диффузии.

Объём зоны отброса продуктов взрыва равен

Vз.о = S·Lот, м³, (9.13)

где S - площадь сечения выработки в свету, м²;

Lот - длина зоны отброса продуктов взрыва, м.

При электрическом способе взрывания длина зоны отброса продуктов взрыва определяем по формуле

Lот = 2 n₂/lш+0,3·B, м, (9.14)

где n₂ - число групп одновременно взрываемых шпуров;

lш - средняя глубина шпуров, м.

Lот = 2 3/2,5+0,3·67=22,5 м.

Vз.о = 12,4·19,62 = 279 м³.

Начальную запыленность воздуха в пределах зоны отброса продуктов взрыва определяем по формуле

Снач = 40·Ктр·f·lш·Kс.в./Кв, мг/м³, (9.15)

где Ктр = 0,8 - коэффициент, учитывающий трещиноватость пород;

lш = 2,5 - средняя глубина шпуров, м;

Kс.в. = 0,5 - коэффициент, учитывающий способ взрывания;

f - коэффициент крепости породы;

Кв = 1 - коэффициент, учитывающий обводненность пород.

Снач = 40·0,8·12·2,5·0,5/1,0 = 480 мг/м³.

м³/с.

Количество воздуха для проветривания забоя по пылевому фактору при бурении шпуров определяем по формуле

, м³/с, (9.16)

где - расход воздуха на машину, м³/с;

m₁ - количество одновременно работающих машин;

k_б = 1 - коэффициент, учитывающий условия бурения;

kпров = 1 - коэффициент, учитывающий способ проветривания;

kд.к - коэффициент, учитывающий допустимую концентрацию пыли,

.

м³/с.

Расход воздуха по людям

Qзп = 0,1·n_л = 0,1·4 = 0,4 м³/с.

Расход воздуха по минимальной скорости движения его

Qзп = S·Vmin, м³/с, (9.17)

где S - площадь сечения выработки в свету, м²;

Vmin = 0,5 - минимальная по ПБ скорость движения воздуха, м/с.

Qзп = 12,4·0,5 м³/с.

Расход воздуха для проветривания всей тупиковой выработки определяем по формуле

Q_н = k_ут.тр·Q_зп.max, м³/с (9.18)

где Q_зп.max - максимальный расход воздуха, определённый по перечисленным выше факторам, м³/с.

Q_н = 1,44·6,2 = 8,93 м³/с.

Расход воздуха в месте установки одного ВМП определяем по формуле

Qвс = 1,43·Q_н·Kр, м³/с, (9.19)

где Kр = 1,1 - коэффициент, принимаемый для ВМП с регулируемой подачей.

Qвс = 1,43·9,83·1,1 = 14,06 м³/с.

Определение расхода воздуха для проветривания тупиковых капитальных и подготовительных выработок

Число капитальных и подготовительных выработок, проводимых одновременно, определяем по формуле

Nвi = А_ш·г·Kрез/Vп.в, м³/с, (9.20)

где г - длина подготовительных выработок, приходящихся на 1000т добычи, м;

Vп.в - скорость проведения выработок, м/мес.

Nвi = 125·4·1,2/148,5 м³/с = 4

Расчет для расхода воздуха для проветривания тупиковых подготовительных и капитальных выработок аналогичен расчету расхода воздуха для проветривания нарезных выработок.

Принимаем Q_пi =24 м³/с.

Определение расхода воздуха для проветривания камер

Расход воздуха для проветривания склада ВМ

, м³/с, (9.21)

где Vк - суммарный объём выработок склада ВМ, м³.

м³/с.

Расход воздуха для проветривания склада ГСМ

, м³/с, (9.22)

где Vк - суммарный объём выработок склада ВМ, м³.

м³/с.

Расход воздуха для проветривания шахты в целом

м³/с.

Расчёт депрессии главной вентиляционной установки (ГВУ)

Максимальная статическая депрессия сети, на которую работает ГВУ (депрессия шахты).

За депрессию шахты принимается максимальное значение из депрессий всех направлений, проходящих через очистные выработки.

Депрессию направления определяем по формуле

hн = hп.в + hк.в, Па (9.23)

где hп.в - депрессия подземных выработок направления, находится как сумма депрессий отдельных последовательно соединённых ветвей, входящих в направление, от устья воздухоподающей выработки до входа в канал вентиляционной установки;

hк.в - депрессия канала вентиляционной установки, принимаем равной 0,11·hп.в .

hп.в = 1,1·(h1 + h2 + ... + hn) , (9.24)

где 1,1 - коэффициент, учитывающий чистые сопротивления;

h1 , h2 , ... , hn - депрессия отдельных выработок .

Расчёт депрессии отдельных выработок производим по формулам

, Па (9.25)

где б -- коэффициент аэродинамического сопротивления;

S - площадь поперечного сечения выработки, м²;

Р - периметр выработки, м;

Qр - расчётный расход воздуха по выработке, м³/с;

Kф - коэффициент формы поперечного сечения выработки: для круглого сечения Kф = 3,54; для сводчатого сечения Kф = 3,8;

L - длина выработки, м .

Результаты расчёта заносим в таблицу 9.1.

Таблица 9.1 Расчет депрессии последовательно соединенных выработок, входящих в направление

Наименование выработки	бЧ 10-4	S, м2	S3	P, м	Длина выработки L, м	Q, м3/с	Q2	h, даПа
Грузовой ствол этаж 1	2,74	28,3	22665,2	18,84	170	142	20164	7,85
Грузовой ствол этаж 2	2,74	28,3	22665,2	18,84	220	142	20164	9,88
Штрек 1	12,7	10,4	1124,9	12,38	500	24	576	15,3
Штрек 4	15,7	10,4	1124,9	12,38	450	24	576	17,3
Вентиляционный ствол этаж 2	2,74	28,3	22665,2	18,84	197	98,3	962,9	16,4
Вентиляционный ствол этаж 1	2,74	28,3	22665,2	18,84	147	98,3	962,9	5,05

hп.в = 1,1 (7,85 + 9,88 + 15,3 + 17,3 +16,4+5,05)·1,8 = 125,2 даПа.

hн = 125,2 + 0,11·125,2 = 140, даПа.

10. ВЕНТИЛЯТОРНЫЕ УСТАНОВКИ

При проектировании вентиляторной установки заданными величинами являются: потребный расход воздуха Qш =327,7, куб.м/с и депрессия hш=134(кгс/кв.м).

Полученный напор, идущий на преодоление сопротивления сети, представляет собой статический напор вентилятора Нуст, численно равный общешахтной депрессии hш.

При подборе вентилятора должны быть выполнены требования:

Гарантия устойчивости и экономичности за весь срок службы его (15 лет - осевые, 20 лет - центробежные;

Достаточная производительность и наличие резерва не менее 20%;

Диаметр колеса должен соответствовать стандарту.

Выбор вентиляторов производим по графику областей промышленного использования методом сравнения вариантов по приведенным годовым затратам.

Производительность вентилятора

Qв = Qв kвн = 328 1.25 = 410 , (10.1)

где kвн - коэффициент, учитывающий утечки воздуха через надшахтные сооружения и каналы вентиляторов, принимаем для установки вентиляторов на скиповом стволе - 1,25.

Тип и размеры вентиляторов выбираем по графику областей промышленного использования.

Для дальнейшего сравнения выбираем два вентилятора ВОД - 40 и ВОД - 50.

Из аэродинамических характеристик находим статистический КПД nст, при котором они могут работать.

Статистический коэффициент для вентилятора ВОД -50 равен nст=0,65, а для ВОД -40 nст = 0,60

Для каждого принятого типоразмера вентилятора рассчитываем

среднегодовую стоимость электроэнергии, расходуемой в среднем за 7 лет. Расчёт ведём для вентилятора ВОД - 50

(10.2)

где i - порядковый номер периода эксплуатации вентиляторной установки при неизменном вентиляционном режиме и установленной мощности привода;

Q в - производительность вентиляторной установки, кгс/кв.м;

H уст - статистическое давление вентиляторной установки, кгс/кв.м;

Ti -количество часов работы вентиляторной установки в i-том периоде;

K т1 - тариф единицы потребляемой электроэнергии, тенге / кВт ч;

K т2 - тариф единицы установленной мощности электродвигателей, тг/кВ.А;

N - установленная мощность электродвигателей, кВ.А

С = [У (1*410*134/102*0,65*0,75)-8670*3,10)+1132*2000]Ки=2295987 Ки для вентиляторов ВОД - 40

Для каждого принятого для сравнения типоразмера вентилятора рассчитываем приведенные среднегодовые затраты

С = {Сэ + А в + Ср + Соб + См + Е н С1} K и, (10.3)

где А в - годовые амортизационные отчисления по вентиляторной установке, тенге;

Ср - годовые затраты на текущие ремонты, ревизии и наладки, тенге;

Соб - годовые затраты на обслуживание, тенге;

См - стоимость вспомогательных материалов, расходуемых на вентиляторной установке за год, тенге;

Е н = 0,14 - нормативный коэффициент эффективности капитальных вложений;

С1 - стоимость вентиляторной установки, тенге.

Для вентилятора ВОД -50

С = (2295987 + 29300 + 890 + 0,14 + 581400) K и = 2407573 K и,

Для вентилятора ВОД - 40

С = (6454682 + 29300 + 890 + 0,14 + 453800) K и = 6548404 K и,

Таким образом по экономическим соображениям рациональной для заданных условий является установка ВОД - 50, применение которой по сравнению с применением установки ВОД - 40 даёт экономический эффект в сумме 414083 тг.

Для выбранного вентилятора определяем резерв производительности. Составляем уравнения характеристик вентиляционных сетей для обоих периодов эксплуатации. Предварительно определяем эквивалентные отверстия по формуле

А_i=0,38(Q_i / h_i)= кв.м (10.4)

А_i=0,38(410/134)=13,5 кв.м

где Q i - производительность вентилятора i-го периода, куб.м/с;

h i -- депрессия i-го периода, кгс/кв.м, откуда

h_i=(0,144*2)/2*100=7,9 (10.5)

По уравнению (10.5) для разных значений Q (0,25Q_i ; 0,5Q_i ; Q_i ; 1,25Q_i; и 1,5Q_i ) определяем значение Н . Расчёт сведён в таблицу 10.3 .

Таблица 10.3

Показатели	1	2	3	4	5	6
Q, куб.м/с	100	200	300	400	500	600
h i, Па	7,9	31,6	71,1	126,4	197,5	284,4

Резерв производительности вентилятора определяем по формуле

Q = (Qmax / Qфакт - 1) 100% , (10.6)

Q =(575/410-1)*100%=40%

11. ВОДООТЛИВНЫЕ УСТАНОВКИ

Исходные данные для расчёта: притоки - нормальный Qн=100куб.м/час и максимальный Q_max = 150 куб.м/час; геометрический напор Н_г = 550 м;

Минимальная подача насоса

Q_min=24Q_н/20=24*100/20=120 куб.м/ч, (11.1)

Ориентированный напор насоса (принимаем n_тр = 0,95)

Н*= Н_г/ n_тр=550/0.95=578.9 м (11.2)

Для определения типа насоса на графики наносим точку с координатой Q_min = 120куб.м/ч и Н* = 579 м

Эта точка попадает в рабочую зону двух насосов - 6МС - 10 и 6МС - 7.

Для данных условий больше подходит насос 6МС - 10.

По индивидуальной характеристике насоса определяем его основные параметры: Qн = 180куб.м/ч; Нк = 68м; Нко = 82м; nн = 0,72 .

Число рабочих колёс насоса

Z= Н/ Нк=579/68=8,5 (11.3)

Принимаем насос с девятью рабочими колёсами, т.е. Z = 9 .

Напор насоса при нулевой подаче

Н₀ = Z Н_0К = 9 82 = 738, м , (11.4)

Проверяем выбранный насос на наличие рабочего режима и устойчивость, т.е. на соблюдение условий Нг < 0,95Н0; так как 0,95Н0=701м, и 550м < 701м, то рабочий режим будет устойчивым.

Оптимальный диаметр напорного трубопровода

d = 0,1( 0,1246 а_э (1 + 6,3 ) Q_тр Q_н)/ (n k_{тр* nуст}) (11.5)

Принимаем следующие данные для расчёта:

а_э = 3,10 тенге / кВт ч;

= 0,1 ; n = 2 - два трубопровода;

k_тр* = 211 - для трубопровода из стали Ст.3;

n_н = 0,72 - по индивидуальной характеристики;

n_дв = 0,9 - средний для двигателей данного диапазона мощностей;

n_с = 0,95 - для средних параметров;

_nуст = 0,72 0,9 0,95 = 0,616 , тогда

d=0,206

Учитывая прибавку на зарастание и проведя дополнительный прочностной расчёт по существующим нормам (ГОСТ 8732 - 70), выбираем нагнетательный трубопровод со следующими параметрами: диаметр условного прохода dу = 250мм, фактический внутренний диаметр dф = 257мм, толщина стенки S = 8мм .

Трубный коллектор и арматура внутри камеры принимается с диаметром условного прохода dу = 200мм, подходящий трубопровод - с

dу = 300 мм.

Составляем характеристику трубопровода:

I участок . Диаметр условного прохода dу = 300мм. Строительная длина трубопровода lс1 = 18м . ввиду небольшой длины подводящего трубопровода поправка на соответствие фактического диаметра условному проходу не производится. Коэффициенты местных сопротивлений будут: клапан приёмный с сеткой - 3,7 , колено с закруглением - 0,6 Х 2 = 1,2; переход (конфузор) 300 / 200 - 0,1 .

Откуда 1 = 5 .

Сопротивление I участка трубопровода

а₁ =А _дл1 l_с1 + A _м1 1 = (0,079066 18 + 0,78710 5) 10 = 5,358 10 ч / м (11.6)

II участок. Диаметр условного прохода dу = 200мм. Строительная длина прямых участков lс2 = 15м . Ввиду малой длины трубопровода поправка на несоответствие фактического диаметра условному проходу не производится. Коэффициент местного сопротивления: вставка (конфузор) d = 200мм - 0,1; задвижка клиновая d = 200мм - 2 Х 0,26 = 0,52; клапан обратный поворотный - 10,8; тройник равнопроходный 3 Х 1,5 = 4,5 , Откуда 2 = 15,92.

Сопротивление II участка трубопровода

а₂ =А _дл2 l_с2 + A _м2 2=(0,67807 15+3,9847 15,92) = 73,61 10 ч / м (11.7)

III участок. Диаметр условного прохода dу = 250мм, фактический диаметр dф = 257мм, строительная длина трубопровода lс3 = 520м. поправка на несоответствие фактического диаметра трубопровода условному проходу

d = d_ф - d_у = 257 - 250 = 7мм ; (11.8)

lр3 = k lс3 = (1 - 5,2 ------ )520 = 444м, (11.9)

Сопротивление III участка трубопровода c учётом прибавки 10% на местные сопротивления

а₃ = 1,1 А _дл3 l р₃ = 1,1 0,20780 444*10=101,489*10ч / м, (11.10)

Суммарное сопротивление трубопровода

а = а₁ + а₂ + а₃ =(5,358 + 73,61 + 101,489) 10 =0,0001804, ч / м, (11.11)

Характеристика трубопровода Н = Нг + а Q Н = 550 + 0,0001804 Q

Задаваясь различными значениями Q, составляем ряд параметров построения характеристики трубопровода

Затем на характеристику насоса наносим характеристику трубопровода. Точка пересечения характеристики трубопровода с характеристикой насоса А определяет рабочий режим насоса. Получены следующие данные: Qр = 240 куб.м/ч, Нр = 560м;

n_р = 0,70 Н_в = 3м.

Определяем действительную вакууметрическую высоту всасывания.

Нв = Нвс + {А дл1 lр1 + A м1 ( 1 + 1)} Q , м ; (11.12)

Нв = 3,6 + {0,079066 18 + 0,78710(5 + 1)} 10 240 = 3,95м ;

Так как по характеристике насоса допустимая вакуумметрическая высота при подаче 240куб.м/ч составляет Н = 3м, то по условиям всасывания в доп режим соблюдается Нв < Нв .

Потребная мощность двигателя

N=1,1(Qраб*Hраб)/3600*102*nраб=1,1(1000*240*560/3600*102*0,70)=575 кВт

Принимаем двигатель ВАО 143-4 (N=800кВт,n=1488об/мин, nдв=0,954).

Время работы насосов в сутки при откачке нормального и максимального притоков:

Тн=24Qпр/ Qр=24 100/240=10ч (11.13)

Тм=24Qmax/ Qр=24 150/240=15ч (11.14)

Годовой расход электроэнергии на водоотлив

Е=1,05 Qраб Hраб/3600 102 mн nдв nс(305T + 60T), кВТ ч (11.15)

Е=(1,05*1000*240*560)/(3600*102*0,72*0,954*0,95)(305*10+6015)=

= 2326368 кВТ ч

Расход электроэнергии на 1куб.м откаченной воды

L=1,05Hраб/3600*102nр*nqc*nc=1,05*1000*560/3600*102*0,70*0,954*

*0,95 = 2,52кВт ч/ куб.м (11.16)

12 ЭЛЕКТРОСНАБЖЕНИЕ

Электроснабжение шахт рудника осуществляется от главной ЦРП на рудничной площадке 220/110/35/6 КВ.

Питание ГПП производится от Жезказганской ТЭЦ и АЭП 110 КВ системы Карагандаэнерго.

Часть потребителей шахты питается напряжением 6 КВ, а другая часть трансформируется до 0,4 КВ и служит для питания низковольтных потребителей, ЦРП имеются на каждом горизонте, от которой электроэнергия подается на передвижные подстанции.

В качестве светильников для освещения камер и забоев принимают светильники с лампами накаливания РН - 100 освещение осуществляется напряжением 127 В.

Электроэнергия низкого напряжения распределяется между потребителями с помощью фидерных автоматов АФР. Фидерные автоматы предназначены для защиты отключения кабелей от токов К.З. и утечек токов на землю. В качестве реле утечек принимается реле

УНКШ-127.

Осветительные трансформаторы отключаются с помощью пускателей ПМВИ. Для освещения принимают кабель типа КРПСН.

Расчет электроснабжения добычного участка

Определение мощности трансформатора

В соответствии СПБ на участке выявляются выработки, подлежащие освещению, подбирается тип и мощность светильников. Выбираем светильник типа РН-100. Для убдобства составляем таблицу осветительной нагрузки участка:

Таблица 12.1 Осветительной нагрузки участка

Наименование выработки	Длина выработки, м	Расстояние между светильниками	Тип и мощность светильника	Кол-во	Росв
Очистной забой	40	8	РН-100	5	0,5
Панельный штрек	100	10	РН-100	10	1,0
Откаточный штрек	140	7	РН-100	20	2,0
Итого	280			35	3,5

I осв.к = ( Рmax - 1000) / ( 3 x U н х cos ); (12.1)

где cos - коэффициент мощности светильников cos = 0,9.

I осв.к = (1,5-1000)/ ( 3 х 127 х 0,9 ) = 7,5 А

Так как I осв.к< I доп .к , следовательно выбранный кабель марки

КРПСН 3х4 + 1,25 проходит по допустимому нагреву.

Определение расчетной нагрузки и мощности участкового трансформатора.

Для определения расчетной нагрузки участка на основании принципиальной схемы электроснабжения составляем таблицу электроприёмников с их номинальными характеристиками.

Таблица 12.2

Наименование потребителя	Тип двигателя	Номинальная мощность	Кратность пускового тока	КПД;%	Cos
ПНБ-4	ВАМП ВАМП ВАМП	30 х 40 =120 22 х2 = 44 7,5	6,570 70	89 88 86,5	0,91 0,92 0,88
ТС-500		32
АП - 4		4,0

Суммарная мощность двигателей подсчитывается отдельно для каждой группы потребителей, присоединённых к одной трансформаторной подстанции.

Определяем суммарную мощность двигателей:

Рсум = 120 + 44 + 7,5 + 32 = 203,5квт, (12.2);

Расчётная мощность трансформатора подстанции определяется с учётом коэффициента спроса:

Sтр-р = Рсум kc / cos, (12.3);

где kc - коэффициент спроса при механизированной добыче руды:

kc = 0,4 + 0,6(Рмax / Рсум ), (12.4);

где Рмax - номинальная мощность наиболее крупного электродвигателя,

Рмax = k и Рном. ПНБ,

k и -- коэффициент использования, k и = 0,8;

kc = 0,4 + 0,6(137,2 / 203,5) = 0,8,

Sтр-р = (203.5 0.8) / 0,9 = 180,8 + 4 = 184,8 квА.

В результате проведённых расчётов принимаем трансформаторную передвижную подстанцию ТСВП - 250 / 6.

При расчёте кабельной сети в качестве магистрального кабеля от участковой подстанции до распределительного пункта принимаем гибкий кабель типа ГРШЭ или бронированный типа СБН.

Для расчёта сечения магистрального кабеля по нагреву определяется ток в этом кабеле с учётом коэффициента спроса.

I м.к. = ( Pсум kc 1000) / (3 Uн cos), (12.5);

где Pсум -- суммарная мощность:

kc - коэффициент спроса;

Uн - номинальное напряжение трансформатора;

cos -- коэффициент мощности светильников.

I м.к. = (203,5 0,8 1000) / (3 380 0,9) = 274,8А.

Исходя из допустимой нагрузки по нагреву подбираем сечение магистрального кабеля. Принимаем кабель марки АВРБГ - 3 x 95 сечением 95кв.мм, с допустимой токовой нагрузкой I доп = 300А.

Определяем сечение гибкого кабеля для питания наиболее мощного электроприёмника ПНБ - 4:

I г.к. = (Pном ПНБ kc 1000) / (3 Uн cos ), (12.6);

I г.к. = (171,5 0,8 1000)/(3 380 0,9) = 232А

Для питания погрузчика ПНБ - 4 принимаем кабель марки ГРШЭ гибкий экранированный с допустимой токовой нагрузкой I доп = 240А.

Длина кабеля определяется по геометрическому расстоянию, определяемому по плану горных работ и расстановке оборудования участка.

Для магистрального кабеля:

L м.к. = 1,05 l, (12.7);

L м.к. = 1,05 100 = 105м;

Для гибкого кабеля L г.к. = 1,1 l , (12.8);

L г.к. = 1,1 40 = 44м.

проверяем кабельную сеть участка на потерю напряжения, которая сводится к проверке уравнения, напряжения на зажимах двигателей, то есть к определению фактических потерь напряжения в элементах участковой сети и сравнению фактических потерь напряжения с допустимыми. При расчёте кабельной сети должно соблюдаться условие:

U доп > Uфакт ;

где U доп - допустимая величина потери напряжения с участковой сети.

U доп = U тр.н - 0,95 U н = 400 - 0,95 380 = 39В, (12.9);

где U тр.н - номинальное напряжение трансформатора. U тр.н = 400В;

U н - допустимая величина потери напряжения в сети;

Uфакт = U тр + U тк + U г.к., (12.10);

где U тр - потеря напряжения в трансформаторе;

U тр = (U а cos + U р cр ), (12.11);

где -- коэффициент загрузки трансформатора;

Pсум / Pном. тр = 203,5) / 250 = 0,814, (12.12);

где U а - относительная величина активной составляющей напряжения короткого замыкания трансформатора;

U а = (Pк / Pном. тр ) 100% , (12.13);

где Pк - нагрузочные потери трансформатора при номинальной нагрузке, Pк = 24квт;

U а = (2,4 / 250 ) 100% = 0,96%;

где: cр - средневзвешенный коэффициент мощности, cр = 0,438;

U к -относительная величина напряжения короткого замыкания, U к =25%;

U р - относительная величина напряжения реактивной составляющей короткого замыкания трансформатора;

U р = U к - U а = 2,5 - 0,96 =1,2, (12.14)

U* тр = 0,814 (0,96 0,9 + 1,24 0,438) = 1,14%;

Потери напряжения в трансформаторе:

U тр = (U* тр U тр. н. ) / 100%, (12.15)

U тр = (1,14 400) / 100 = 4,58В.

Потери напряжения в гибком кабеле наиболее мощного и удалённого потребителя ПНБ - 4:

U г.к. = (k з Pном. ПНБ L г.к. 1000) / ( Sг.к. U н n дв );

где k з -- коэффициент загрузки, k з = 0,8;

L г.к. - длина гибкого кабеля,м ;

Sг.к. - сечение гибкого кабеля, Sг.к. = 70кв.мм;

n дв - средневзвешанный КПД двигателя, n дв = 0,88;

U г.к. = (0,8 171,5 44 1000) / (53 70 380 0,88) = 4,8В, (12.16)

Потери напряжения в магистральном кабеле:

U м.к. = (k з Pсум. L м.к. 1000) / ( Sм.к. U н ), (12.17)

U м.к. = 90,8 203,5 105 1000) / (53 95 380) = 8,9.

Фактические потери:

U факт =Uтр.+Uм.к.+Uг.к. , (12.18)

U факт = 4,58 = 8,9 + 4,8 = 18,28В.

Так как U доп = 39, больше U факт = 18,28, следовательно кабельная сеть удовлетворяет условию по потере напряжения. В качестве коммуникационного устройства принимаем АФВ по номинальному напряжению и расчётному току подключаемой сети.

Сечение наиболее загруженного осветительного кабеля при равномерной распределительной нагрузке определяем по формуле:

...