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淮北矿业(集团)有限责任公司杨柳矿井及选煤厂初步设计第七章提升、通风、排水和压缩空气设备第七章矿井主要设备第一节提升设备
一、概述本矿井采用立井开拓,设主、副井二个提升井筒,单水平开采矿井设计生产能力180万t/a,年工作日330d,工作制度地面为三班制、井下为四班制,主井提升每天净作业时间16h主井担负原煤提升任务井筒净直径
5.0m,布置一对16t提煤箕斗,装备型钢组合罐道副井担负提升矸石、升降人员和设备、运送材料等辅助性提升作业任务井筒净直径
6.5m,布置一对
1.5t矿车双层四车罐笼(一宽一窄),装备型钢组合罐道设计对主、副井提升方案在地震裂度、工业场地总平面布置、气候条件、施工占用井口时间、建井工期安排、__维护工艺性等方面,经安全、技术、经济综合比较后,认为落地式提升机对基础处理,井筒受力及井筒因地表下陷断裂恢复正常运行均有利,投资较省,可利用永久井架开凿井筒,提升机房的施工及提升机的__调试可与井筒装备施工平行作业,大大缩短建设工期,可充分发挥投资效益,故主、副井均采用落地多绳摩擦式提升系统主井装备16t箕斗,提升速度适中,安全可靠,提升能力大若装备12t箕斗,提升速度较高,提升能力小且装备12t或16t箕斗不影响主井井筒直径大小,因此主井推荐方案一,装备一对16t箕斗副井提升若采用高速直流电动机带行星轮减速器传动方案虽比低速直联悬挂式直流电动机方案节省投资,但存在多一台减速器传动效率低、运行费用高、占地__大、增加机房费用、减速器易漏油、齿轮、轴承易损坏影响正常运行等缺点而低速直联悬挂式直流电动机具有占地__小、布置紧凑、噪音低、__、维护简单、故障率低、安全性能好、技术先进等优点,故副井提升推荐采用低速直联悬挂式直流电动机传动方式主、副井提升方案比较见表7-1-
1、7-1-2主井提升方案技术经济比较表表7-1-1内容项目方案一(推荐方案)方案二JKMD-
3.5×4Ⅲ落地多绳摩擦式提升机一台16t多绳箕斗一对JKMD-3×4Ⅲ落地多绳摩擦式提升机一台12t多绳箕斗一对提升高度___.68m___.128m主电动机型号低速直流电动机ZKTD250/671800kW900V50r/min低速直流电动机1800kW900V
76.4r/min最大提升速度
9.16m/s12m/s主提升绳型号36ZBB6×28+FC1770ZZ(SS)32ZBB6×28+FC1770ZZ(SS)传动型式低速直流电动机直联低速直流电动机直联电控设备晶闸管直流传动成套电控装置晶闸管直流传动成套电控装置年提升能力
2.79Mt/a
2.09Mt/a起重设备25+25t手动双梁起重机16+16t手动双梁起重机设备费(万元)810740年电费(万元)
175.
8175.6方案特点提升能力大,速度适中,安全可靠,投资略高投资略低,提升能力小,速度较高,且不满足
1.2倍富裕能力要求备注表中投资费用仅供方案比较用副井提升方案技术经济比较表表7-1-2主要技术特征方案一(推荐方案)方案二落地多绳摩擦式提升机直流低速直联电机传动晶闸管变流器供电落地多绳摩擦式提升机直流高速电机带减速器传动晶闸管变流器供电提升机型号规格JKMD-
3.5×4(Ⅲ)Vm=
9.16m/sJKMD-
3.5×4(Ⅰ)Vm=
9.56m/si=
11.5提升高度(m)
598.
2598.2最大班净作业时间h
3.
573.52工人下井时间min
13.
5613.42提升容器
1.5t矿车双层四车宽窄罐
1.5t矿车双层四车宽窄罐主电动机型号规格ZKTD250/561500KW,50rpmZD1500KW,600rpm主钢丝绳38ZBB6V×37S+FC1670ZZ(SS)共四根38ZBB6V×37S+FC1670ZZ(SS)共四根电控设备晶闸管直流传动成套电控装置晶闸管直流传动成套电控装置辅助设备冷却通风机、起重机冷却通风机、起重机设备费(万元)780700方案特点技术性能先进,安全可靠,投资略高投资略低,占地__大,减速器故障率高,噪音大,维修工作量大备注表中投资费用仅供方案比较用综上所述,主井提升设备推荐方案一,即选用JKMD-
3.5×4(Ⅲ)型落地多绳摩擦式矿井提升机一套,配低速直联悬挂式直流电动机(1800kW50r/min),提升容器为一对立井多绳16t提煤箕斗,主钢丝绳为36ZBB6×28+FC1770ZZ(SS),最大提升速度
9.16m/s副井提升设备推荐方案一,即选用JKMD-
3.5×4(Ⅲ)型落地多绳摩擦式矿井提升机,配低速直联悬挂式直流电动机(1500kW50r/min),提升容器为一对
1.5t矿车双层四车多绳罐笼(其中一个宽罐笼,一个窄罐笼),主钢丝绳为38ZBB6V×37S+FC1670ZZSS,最大提升速度
9.16m/s,最大班设计作业时间
3.57h,最大班工人下井时间
13.56min主、副井提升机电气控制设备均采用晶闸管直流传动提升机成套电气控制设备主、副井提升系统图见附图7-1-
1、7-1-3
二、主井提升设备
1、设计依据井型A=
1.8Mt/a;工作制度b=330d/a,t=16h/d;锁口标高+
29.2m;井底车场水平标高-569m;卸载标高+
42.9m;装载标高-
535.678m;提升高度Ht=___.68m;钢丝绳悬垂高度Hc=
635.388m;提升容器立井多绳16t双箕斗标称装载质量Q=16t(定重装载)箕斗自重(包括悬挂装置等)Qc=25t
2、钢丝绳选型及校验提升主钢丝绳选36ZBB6×28+FC1770ZZ(SS)各两根,其参数为主井提升主钢丝绳参数表表7-1-3名称参数主钢丝绳根数n14钢丝绳直径d136mm公称抗拉强度σB11770MPa最小钢丝破断拉力总和Qd11012KN单位长度质量Pk
15.35kg/m最粗钢丝直径δ__x≤
2.9mm尾绳选用三根多层股尾绳,其中44ZBB18×7+FC1470ZS933755二根,42ZBB18×7+FC1470SZ850688一根其参数为主井提升尾绳参数表表7-1-4名称参数参数钢丝绳直径44mm42mm公称抗拉强度σB21470MPa1470MPa最小钢丝破断拉力总和Qd21197KN1091KN单位长度质量Pk
27.55kg/m
6.88kg/m钢丝绳根数21首尾绳单位长度质量差
2.64%,为平衡提升系统提升主钢丝绳安全系数校验所选钢丝绳满足《煤矿安全规程》规定
3、提升设备选型及检验选用一台JKMD-
3.5×4Ⅲ落地多绳摩擦式提升机,其主要技术参数如下主井提升机主要技术参数表表7-1-5名称参数主导轮直径DN
3.5m主提升绳根数n14m绳间距300mm天轮直径Dt
3.5m允许最大静张力Fj570kN允许最大静张力差Fc180kN衬垫摩擦系数μ≥
0.25提升机变位质量Qj13000kg天轮变位质量QD(=QE)2×6000kg提升机校验主导轮及天轮直径DN=Dt=3500mm90d1=3240mm钢丝绳最大静张力Fj’=
535.60kN<Fj=570kN钢丝绳最大静张力差Fc’=
156.96kN<Fc=180kN摩擦衬垫比压所选提升机满足要求
4、提升主电动机低速直联直流电动机,其参数为主电动机参数表表7-1-6名称参数型号ZKTD250/67额定功率PN1800kW额定转速n50r/min额定电压U900V过载倍数λ2转动惯量J16257kg·m2最大提升速度
5、提升系统运动学计算提升速度图、力图见图7-1-
26、提升系统动力学计算提升系统变位质量总和ΣM=126578kg
7、年提升能力式中,不均衡系数C=
1.1提升运动学计算表7-1-7序号名称单位计算公式计算结果1初加速时间st0=V0/a032初加速距离mh0=Vmt0/
22.253加速时间st1=(Vm-V0)/a
110.944加速距离mh1=Vm+V0t1/
258.315减速时间st3=(Vm-V4)/a
312.376减速距离mh3=(Vm+V4)t3/
259.757爬行时间st4=h4/V458制动时间st5=V4/a519制动距离mh5=V4t5/
20.2510等速距离mh2=Ht-h0-h1-h3-h4-h
5463.6211等速时间st2=h2/V__x
50.6112一次运行时间sT0=t0+t1+t2+t3+t4+t
582.9213休止时间θs1614一次提升时间sT=T0+θ
98.92注选取初加速度a0=
0.5m/s2主加、减速度a1=a3=
0.7m/s2制动减速度a5=
0.5m/s2初速度V0=
1.5m/s爬行速度V4=
0.5m/s爬行距离h4=
2.5m动力学计算表表7-1-8名称计算公式计算结果N初加速段F0=kQg+Σma0243793正常加速段F1=kQg+Σma1269109等速段F2=kQg180504减速段F3=kQg-Σma391__9爬行段F4=kQg180504停车段F5=kQg-Σma5117215表中,矿井提升阻力系数k=
1.
158、提升主电动机校验ΣF2t=F02t0+F12t1+F22t2+F32t3+F42t4+F52t5=
2.900653×1012N2s等效时间Td=c1t1+t3+t4+t5+t2+c2θ=
98.92s式中散热不良系数c1=c2=1电动机等效力电动机等效容量电动机功率富裕系数k=PN/Pd=
1.12电动机额定力电动机最大力F__x/FN=
1.40<
0.85λm所选电动机符合要求
9、防滑校验根据《煤矿安全规程》规定提升重物时紧急制动减速度as不得超过5m/s2,下放重物时紧急制动减速度ax不得小于
1.5m/s2,紧急制动减速度不得超过钢丝绳滑动极限减速度,并要求制动力距倍数满足:k≥
1.5Z+1=
2.209k≤5Z-1==
3.030其中提煤时提升系统质量模数Z=ΣM/Qg=
0.806采用二级制动,第一级制动力矩倍数k取
2.25,则最不利的运行状态下的滑动极限减速度与紧急制动减速度见表7-1-9滑动极限减速度与紧急制动减速度表7-1-9提升状态滑动极限减速度(m/s2)紧急制动减速度(m/s2)公式结果公式结果重载上提
4.
5034.056重载下放
1.__
31.524空载上提
3.
2573.224空载下放
3.
1923.164式中μ=
0.25以上计算表明主井提升系统满足防滑要求
10、电气控制设备6KV双回路高压电源引自矿井35/6KV主变电所不同母线段,380V低压电源一回引自提升机房内辅助变压器,一回引自6/
0.4KV变电所均为一回工作,一回备用电控设备选用直流提升机成套电控装置,电枢可逆,12脉动无功补偿及谐波滤波由35/6kV变电所统一考虑
11、辅助设施提升机房内设25t+25t手动双梁双小车桥式起重机一台
三、副井提升设备
1、设计依据井口标高+
29.2m;井底标高-569m;提升高度Ht=
598.2m;工作制度b=330d/a,四班制,其中三班生产,一班检修;最大班提升量下井工人数258人提升矸石167车下放坑木10车下放材料39车下放设备10次保健车4次火药、雷管2次其它材料10次提升容器一对
1.5t矿车双层四车罐笼,宽罐乘2×42人,窄罐乘2×30人宽窄罐笼自重(包括悬挂、罐耳等)均为18800kg矿车
1.5t标准矿车,载矸Q物=
2.7t,自重QC=740kg最大件重量18500kg,特制平板车自重1500kg,共重20000kg作业方式双层乘人;双层提矸、下料,升降矸石或料石时,对侧应配相同数量的空矿车;升降大件(包括平板车在内不得超过20t)时,对侧应配四重车钢丝绳悬垂高度Hc=
648.9m;提升系统见附图7-1-
32、钢丝绳选型及校验提升主钢丝绳选38ZBB6V×37S+FC1670ZZ(SS)911614(特级柔度)各两根,其参数见表7-1-10副井提升主钢丝绳参数表表7-1-10名称参数钢丝绳直径d138mm公称抗拉强度σB11670MPa最小钢丝破断拉力总和Qd11072247N单位长度质量Pk
16.14kg/m最粗钢丝直径δ__x≤
2.9mm尾绳选用三根圆尾绳,其中50ZBB6×37+FC14701080842两根,48ZBB6×37+FC1470999776一根首尾绳单位长度质量差
0.16%,为平衡提升系统提升主钢丝绳安全系数检验提人下大件所选钢丝绳满足要求
3、提升设备选型及检验选用一台JKMD-
3.5×4(III)落地多绳摩擦式提升机,其主要技术参数见表7-1-11副井提升机主要技术参数表表7-1-11名称参数主导轮直径DN
3.5m主提升绳根数n14绳间距300mm天轮直径Dt
3.5m允许最大静张力Fj570kN允许最大静张力差Fc140kN衬垫摩擦系数μ≥
0.25提升机变位质量Gj13000kg天轮变位质量QD(=QE)2×6000kg校验主导轮及天轮直径90d1=3420mm<DN=Dt=3500mm1200δ__x≤3500mm钢丝绳最大静张力Fj′=(Q大件+QZ+n1Pk1Hc)×
9.81=
536.97kN<Fj=570kN钢丝绳最大静张力差Fc′=4×Q×
9.81=
105.948kN<Fc=140kN下大件时,对侧罐笼需配四辆矸石车操作时,先装矸石车,后装大件,卸车时,先卸大件,后卸矸石车摩擦衬垫比压q==
1.90MPa<
1.96MPa所选提升机满足要求
4、提升主电动机选ZD型低速直流电动机,其参数见表7-1-12主电动机参数表表7-1-12名称参数型号ZKTD250/56额定功率PN1500kW额定转速nN50r/min额定电压U1800V过载倍数λ2转动惯量Jd14150kg.m2最大提升速度V__x=
9.16m/s
5、提升系统运动学计算提升系统运动学计算见表7-1-13,提升速度图见图7-1-4,最大班作业时间平衡表见表7-1-14提升系统运动学计算表7-1-13序号名称单位计算公式计算结果1加速时间st1=V__x/a
113.052加速距离mh1=a1t12/
259.953减速时间st3=(V__x-V4)/a
312.374减速距离mh3=(V__x+V4)t3/
259.755爬行时间st4=h4/V
45.006制动时间st5=V4/a517制动距离mh5=a5t52/
20.258等速距离mh2=Ht’-h1-h3-h4-h
5475.759等速时间st2=h2/V__x
51.9410一次运行时间sT
083.4011休止时间θ升降人员s进出人员12012提矸s双层装车4013设备、火药等s双层沉罐8814一次提升时间升降人员sT=T0+θ
203.4015提矸s
123.4016设备、火药等s
171.40注选取参数加、减速度a1=a3=
0.7m/s2a5=
0.5m/s2爬行速度V4=
0.5m/s爬行距离h4=
2.5m最大班作业时间平衡表表7-1-14序号作业项目单位每班提升量每班提
119.43升次数一次提升时间s每班作业时间s1下井人员人
2584203.
40813.6=
13.56min2升降人员////
1220.43其他人员////
244.084提矸车
16742123.
405182.85下坑木车
103171.
40514.26下放材料车
3910123.4012347下放设备次/
10171.4017148保健车次/
4171.
40685.69火药、雷管次/
2171.
40342.810其他次/
10171.40171411合计////
12851.88s=
3.57h
6、提升系统动力学计算系统变位质量统计如下升降人员满84人ΣM=106693kg提矸下料(4重车),对侧配4空车ΣM=117533kg升降大件,对侧4矸料石车ΣM=134573kg上提时动力学计算表见表7-1-15下放时动力学计算见表7-1-16上提时动力学计算表表7-1-15名称计算公式计算结果N提人满+空提矸料石提大件加速段F1=kQg+ΣMa1143904209411167658等速段F2=kQg6921912713873457减速段F3=kQg-ΣMa3-54664___5-20744爬行段F4=kQg6921912713873457停车段F5=kQg-ΣMa515873683716171注矿井提升阻力系数k=
1.2下放时动力学计算表表7-1-16名称计算公式计算结果N下人满+空下料石下大件加速段F1=k’Qg+ΣMa128539-248545230等速段F2=k’Qg-46146-84758-4__72减速段F3=k’Qg-ΣMa3-120831-167032-143173爬行段F4=k’Qg-46146-84758-4__72停车段F5=k’Qg-ΣMa5-99493-143525-116258注下放时矿井阻力系数k’=-
0.
87、提升主电动机校验根据系统负载情况,按上提4车矸石(对侧配四辆空车)的运行方式进行校验ΣF2t=F12t1+F22t2+F32t3+F42t4+F52t5=1523991kN2s等效时间Td=c1(t1+t3+t4+t5)+t2+c2θ=
123.40s式中散热不良系数c1=1;c2=1电动机等效力Fd=ΣF2t/Td1/2=
111.13kN电动机等效容量Pd=FdV__x/η=
1038.73kW式中,η=
0.98电动机过载能力校验电机额定力FN=Pdη/V__x=
160.48kNλ'=F__x/λFN=
0.65<
0.85所选电动机符合要求
8、防滑校验提升系统滑动极限减速度计算结果见表7-1-17提升系统滑动极限减速度(m/s2)表7-1-17提升状态滑动极限减速度公式计算结果人员矸料石大件重载上提as=
3.
7724.
1703.786重载下放ax=
2.
6152.
2812.860空载ak=
3.176空载ak=
3.171取μ=
0.25根据《煤矿安全规程》规定提升重物时紧急制动减速度不得超过5m/s2,下放重物时紧急制动减速度不得小于
1.5m/s2,且紧急制动减速度不得超过钢丝绳滑动极限减速度为满足煤矿安全规程规定,经计算制动力矩的合理范围为520k__~550k__取Mz=545k__,以此计算紧急制动减速度,计算结果见表7-1-18计算表明副井提升系统满足防滑要求
9、电气控制设备6KV双回路高压电源引自矿井35/6KV主变电所不同母线段,380V低压电源一回引自提升机房内辅助变压器,一回引自6/
0.4KV变电所均为一回工作,一回备用电控设备选用直流提升机成套电控装置,电枢可逆,12脉动无功补偿及谐波滤波由35/6kV变电所统一考虑副井实际安全制动减速度(m/s2)表7-1-18提升状态实际安全制动减速度公式计算结果人员矸料石大件重载上提as'=
3.
463.
552.77重载下放ax'=
2.
381.
751.86空载a0'=
3.
0910、辅助设施提升机房内设25t+25t手动双梁双小车桥式起重机一台
四、北翼轨道上山提升设备
1、设计依据上山斜长
113.164m上山倾角20°最大班提升量矸石100车材料10车支架4架最大件液压支架(包括平板车)重量20t
1.5t标准矿车,串车提升,每钩最多挂4辆矿车,上部为甩车场,下部为平车场
2、设备选型
(1)钢丝绳钢丝绳选用30NAT6×19S+FC1670ZS496324GB__18-2006钢丝绳直径d=30mm钢丝绳单位长度重量Pk=
3.24kg/m公称抗拉强度σ=1670N/mm2钢丝破断拉力总和
602.144kN最粗钢丝直径δ__x≤
2.08mm
(2)提升机选用JKB
2.5×
1.5/30型矿用防爆提升机一台滚筒直径
2.5m滚筒宽度
1.5m最大静张力:Fj=90kN减速器速比30减速器传动效率>90%提升速度
2.55
(3)电动机选用1台YB系列防爆电动机,由主机厂成套电机功率315kW转速585r/min电压660V
3、设备校验经计算提升机最大静张力
76.8kNFj,钢丝绳安全系数
7.
846.5,钢丝绳在滚筒上缠绕一层,最大班作业时间
2.4h,以上均满足《煤矿安全规程》规定第二节通风设备
一、设计依据本矿按煤与瓦斯突出矿井设计,有煤尘__危险,有自燃发火倾向矿井通风方式前期采用__并列抽出式,副井进风、主井辅助进风,__风井回风井口锁口标高+
29.2m井底车场标高-569m通风量初期153m3/s困难期215m3/s通风负压初期1350Pa困难期2908Pa
二、技术经济方案比较与设备选型针对矿井通风要求并根据目前国产通风机的性能参数和现场实际运行情况,经多方案比较筛选后可供选择的二种方案见表7-2-1经技术经济综合比较对旋系列矿用防爆轴流式通风机具有初期投资低,占地__小,土建费用低,__、维护简单等优点,故推荐方案一,即选用BD-Ⅱ-10-No33矿用防爆对旋轴流式通风机两台,一台工作,一台备用每台风机配YBF710S1-10630kW6kV580r/min防爆电动机两台风机采用反转反风,可在10分钟内完成反风操作
三、推荐方案的选型计算
1、通风机需要产生的风量Q1=KL•QK=
160.65m3/sQ2=KL•QK=
225.75m3/s
2、通风机需要产生的负压H1=HK1+h1+Σh1=1600PaH2=HK2+h2+Σh2=3228Pa
3、通风机的工况点管网阻力系数R1=H1/Q2=
0.0620R2=H2/Q2=
0.0633管网性能曲线方程H′1=R1Q2=
0.0620Q2H′2=R2Q2=
0.0633Q2根据__风井通风机所需风量、负压选用BD-Ⅱ-10-No33矿用防爆轴流式通风机二台,一台工作,一台备用针对矿井前后期风量、负压变化较大的特点,初期采用单级运行方式,后期采用双级运行方式风机特性曲线见图7-2-
1、7-2-2风机运行工况点参数见表7-2-2每台风机配二台YBF710S1-10防爆电动机(630kW、6kV、580r/min)通风机__在风井地面,漏风率不得超过5%
4、电动机选型电动机轴功率初期N1=Q1H1/(1000η1ηC)=1×
416.3kW困难时期N2=Q2H2/(1000η2ηC)=2×
450.6kW每台风机选用YBF710S1-10系列防爆电动机630kW6kV580r/min二台
5、反风方式及反风时运行工况点通风机采用反转反风,反风风量大于正常风量的40%,电机功率满足要求__风井风机反风特性曲线见图7-2-
3、7-2-4风机反风时运行工况点参数见表7-2-3通风机选型比较表表7-2-1方案内容一(推荐方案)二初期(单级)困难期(双级)初期困难期矿井风量153215153215矿井负压1350290813502908风机型号BD-Ⅱ-10-No33GAF
31.5-17-1电动机型号YBF710S1-10630kW6kV,每台风机配2台Y6302-81250kW6kV,每台风机配1台转数(r/min)580744工况点Qim3/s
160.
65225.
75160.
65225.75HiPa1600320816003208η%63827080计算电机轴功率kW1×
416.32×
450.
6374.
7923.7年电耗(万度/年)
412.8__
3.
6371.
5915.9年电费(万元/年)
268.
3580.
8241.
5595.3百万米
3.Pa电耗
0.
510.
390.
460.40总投资(万元)420480方案特点投资低,占地__小,__简单,土建工程量小,节省施工工期风机技术性能可靠投资较高,占地__较大,土建费用高备注表中投资费用仅供方案比较用__风井通风机运行工况点参数表表7-2-2类别初期(单级运行)困难期双级运行矿井风量m3/s153215矿井负压Pa13502908计算风量m3/s
160.
65225.75计算负压Pa16003208工况点风量m3/s
160.
65225.75负压Pa16003208效率%6382叶片角度1°-1°__风井通风机反风工况点参数表表7-2-3类别初期困难时期风量m3/s142144负压Pa12501304效率%5753叶片角度1°-1°反风时电动机轴功率初期N1’=Q1’H1’/(1000η1’ηC)=2×
158.8kW困难时期N2’=Q2’H2’/(1000η2’ηC)=2×
180.8kW反风时风量及电机容量满足要求
四、供电及控制方式6KV双回路高压电源引自矿井35/6KV主变电所不同母线段,通风机的控制系统由厂家配套电动机房采用风机性能在线监测系统一套,可通过计算机随时显示通风机的各项性能指标,如风量、负压、温度等,以便及时对风机运行工况进行调节,并能配合风门进行全性能曲线定期测量本系统还可与矿井综合监控装置联网,进行数据传输与分析存储通风机房噪声控制应符合国家工业卫生有关标准第三节排水设备
一、主排水设备
(一)设计依据标高井口锁口标高+
29.2m井底车场水平标高-569m矿井水处理站标高8m矿井涌水量正常涌水量Q=480m3/h最大涌水量Q__x=1059m3/h
(二)排水设备选择根据矿井涌水量,经多方案技术经济比较,列出其中较为合适的2个方案于表7-3-1经过方案比较,设计推荐方案一,即选用MD500-57×11型矿用耐磨多级离心泵5台,正常涌水时2台工作,2台备用,1台检修,最大涌水时3台工作水泵配YB710S1-4(1250kW、6kV、1490r/min)防爆电动机
(三)推荐方案的选型计算
1、排水设备所必须的排水能力正常涌水时Q1=
1.2Q=576m3/h最大涌水时Q2=
1.2Q__x=
1270.8m3/h扬程Ht=Ha+Hs=
611.2m式中Hs为吸水高度,取Hs=5m
2、管路阻力系数计算取吸水管径Dx=350mm排水管径Dp=300mm则排水管中扬程损失:Haf’===
8.3367x10-5Q2矿井主排水设备选型比较表表7-3-1水泵比较项目方案一(推荐方案)方案二MD500-57×11PJ200×7矿井涌水量正常480m3/h480m3/h最大1059m3/h1059m3/h排水高度
606.2m
606.2m台数5台(正常涌水2台工作、2台备用、1台检修)5台(正常涌水2台工作、2台备用、1台检修)电机轴功率
1126.4KW
1063.3KW电动机YB710S1-41250kW、6kV、1490r/minYB710S1-41250kW、6kV、1480r/min工况点参数新管Q1=
501.8H1=
632.6η1=
79.9%Hs=
5.49Q1=
456.6H1=
628.9η1=
76.6%Hs=
5.85旧管Q2=
485.5H2=
645.3η2=
79.6%Hs=
5.69Q2=
436.3H2=
638.7η2=76%Hs=
6.35排水管DN300(3趟)DN300(3趟)吸水管DN350DN350排水时间正常
11.9(2台)
13.2(2台)最大
17.5(3台)
19.4(3台)年电耗
1342.5万度
1392.1万度年电费
872.6万元
904.9万元吨水百米电耗
0.
420.44设备费270万元280万元方案特点排水能力大,运行费用低;投资略低排水能力小,运行费用高;投资略高备注表中设备费仅供方案比较用式中φ1─速度压头系数,取φ1=1φ2─直管阻力系数
83.25其中:λ为水与管壁摩擦的阻力系数λ=
0.027LP为直管长度:LP=925mn3─弯管数量n3=8φ3─弯管阻力系数φ3=
0.8n4─闸阀数量n4=2φ4─闸阀阻力系数φ4=
0.4φ5─逆止阀阻力系数φ5=10n6─三通阀数量n6=1φ6─三通阀阻力系数φ6=4φ7─异径管阻力系数,φ7=
0.5吸水管中扬程损失Haf===
0.1715x10-5Q2式中φ2─直管阻力系数
0.7371其中:λ为水与管壁摩擦的阻力系数λ=
0.0258LX为直管长度:LX=10mn3─弯管数量n3=1φ3─弯管阻力系数φ3=
0.8φ4─滤网阻力系数采用无底阀排水,只设滤网,φ4=
2.5阻力系数:新管时
8.5081x10-5旧管时考虑管路积垢后阻力系数增加到
1.7倍R2=
1.7R1=
14.4638x10-
53、水泵运行工况点求取1)特性方程新管时H1=Ht+R1Q2=
611.2+
8.5081x10-5Q2m旧管时H2=Ht+R2Q2=
611.2+
14.4638x10-5Q2m2)根据管路特性曲线和水泵性能曲线求得工况点参数为(见图7-3-1)工况点参数表表7-3-2流量Qm3/h扬程H1m效率η%理论最大吸水高度Hsm新管
501.
8632.
60.
7995.49旧管
485.
5645.
30.
7965.
694、电动机容量选择电动机轴功率
1126.4kW电动机选用YB710S1-4(1250kW、6kV、1490r/min),电动机功率富裕系数
1.
115、排水管壁厚计算
12.6mm
6、排水能力校验正常涌水时二台泵工作,按结垢后计算每天排水时间为
11.9h最大涌水时三台泵工作,按结垢后计算每天排水时间为
17.5h水泵排水能力满足要求
7、电耗计算年电耗,按每年正常涌水300天,最大涌水65天计算=
1342.5×104kW·h吨水百米电耗
0.42kW·h/t·hm
(四)排水设备的电气控制水泵电源引自井下__变电所6KV母线,由设在__变电所内的高压真空开关柜供电,水泵采用软起动方式泵房内在机旁设就地控制箱,并显示电流、电压等电机参数
(五)管路及附件排水管选用DN300的无缝钢管,井筒内应分段选择管壁厚度吸水管选用DN350的无缝钢管,无底阀运行采用ZPBG型喷射泵组自动引水,配水阀为PZI-1000型排水管在水泵房、管子道内用法兰连接,井筒和地面以焊接为主,局部用法兰连接泵房内以管支架固定,井筒中以导向卡和约100m设一个直管座及托梁固定井筒与管子道连接处设带座弯头和托梁固定泵房内设起重梁并配备手拉葫芦和手拉单轨行车,以便设备__检修,并铺设轨道与车场巷道相通
二、104采区排水设备采区正常涌水量110m3/h;采区最大涌水量148m3/h;采区灾变涌水量535m3/h;采区泵房标高-600m,管路沿104采区边界巷排至-569m水平大巷排水沟根据本采区涌水量及排水高度,选用BQW200/50/45型(流量200m3/h、扬程50m、配套电机45kW,660V)矿用隔爆型排污排沙潜水电泵共6台,3趟DN250排水管路沿104边界巷敷设正常涌水时,开1台水泵;最大涌水时,开2台水泵;采区突水时开6台水泵,2台水泵并联使用1趟排水管路选用水泵具有煤安标志
三、副井井底水窝排水设备副井井底水窝排水量按照20m3/h设计,扬程
30.133m副井井底水窝水泵选用2台BQW30/40/
5.5型(流量30m3/h、扬程40m、配套电机
5.5kW,660V)矿用隔爆型排污排沙潜水电泵2台,一用一备,采用井底水窝自动化排水控制装置一套,管路沿副井井底清理斜巷敷设第四节压风设备
一、设计依据矿井用气情况见表7-4-1用气设备表表7-4-1用气类别工作台数每台耗气量(m3/min)总耗气量(m3/min)
(一)井下
1、混凝土喷射机(HPHC-5)
2、气腿凿岩机(ZY-24)
3、风镐(G10)
4、井底煤仓832125~
82.
81.22
(二)地面
1、机修车间
2、选煤车间
3、井上煤仓
4、井口
2101.
50.5
二、矿井用气量计算Q=α1α2r∑miqiKi=
1.2×
1.15×1×8×4+
2.8×32×
0.75+
1.1×
1.15×1×16=
157.1m3/min
三、压风设备选择由于用气点较分散若采用分散式供气,设备多、杂,不易管理,井下需要考虑__变电站,使供电系统复杂,投资也高因此采用地面集中供气方案根据本矿井用气量,选用六台风冷型螺杆式空气压缩机,其中M250型(
40.5/
0.85)四台,每台压风机配250kW、6kV、1480r/min电动机;M200(
38.8/
0.85)二台,每台压风机配200kW、6kV、1480r/min电动机四台工作,二台备用采用微机控制
四、压缩空气管网矿井供气主干管选用D273×7无缝钢管,沿副井井筒敷设副井井底设油水分离器
五、供电及控制二回6kV高压电源引自矿井35/6kV主变电所,二回380V低压电源引自6/
0.4kV变电所空气压缩机电控设备由主机厂成套供应第五节瓦斯抽采设备
一、设计依据瓦斯浓度30%瓦斯混合量
133.3m3/min孔口负压25kPa
二、抽采系统设备选型
(一)抽采瓦斯管径选择
1、主干管管径D’1=
0.1457(Q1/V)1/2≈
0.668m式中瓦斯抽采管路内气体流速V=15m/s;计算瓦斯抽采泵实际工况最大流量Q1=K1Q1’PhT/ηP1TO=
315.09m3/min式中瓦斯抽采综合系数K1=
1.2;Q1’=
133.3m3/min地面海拔大气压力Ph=
101.3kPa;计算气体温度T=293K;瓦斯抽采泵效率η=
0.8;计算瓦斯抽采泵压P1=Ph+PC-PK-PZ-PT泵出口正压PC=6kPa;抽采孔口负压PK=25kPa;管路总阻力PZ=15kPa;标准工况状态(进气温度20℃)TO=293K抽采瓦斯主干管采用钢管,规格为D630×
92、104采区回风巷瓦斯主管D’2=
0.1457(Q2/V)1/2≈
0.517m式中瓦斯抽采管路内气体流速V=15m/s;104采区回风巷最大瓦斯流量Q2=K1Q2’PhT/X1ηP泵TO=1__.05m3/min式中Q2’=80m3/min104采区回风巷瓦斯主管采用D530×9钢管或瓦斯专用管
3、104采区工作面顺槽D’3=
0.1457(Q3/V)1/2≈
0.317m式中瓦斯抽采管路内气体流速V=15m/s;104采区工作面顺槽最大流量Q3=K1Q3’PhT/X1ηP泵TO=
74.83m3/min式中,Q3’=
31.67m3/min104采区工作面顺槽采用DN350瓦斯管
(二)抽采瓦斯管路阻力计算
1、抽采瓦斯主干管的摩擦阻力H1=
9.8L1Q12△/K0D15=
3.031kPa式中抽采瓦斯主管长度L1=1030m;计算流量Q1=1__
05.13m3/h;实际状态T及P1下混合瓦斯(浓度30%)对标准空气的相对密度△=△’T0℃P1/TP0=
0.512式中标准状态0℃及105Pa下混合瓦斯(浓度30%)对空气的相对密度△’=
0.866;标准状态0℃时的绝对温度T0℃=273K;标准状态105Pa下气压P0=
101.3kPa;管径系数K0=
0.71;抽采瓦斯主管有效直径D1=
61.2cm
2、104采区回风巷瓦斯主管的摩擦阻力H2=
9.8L2Q22△/K0D25=
5.817kPa式中104采区回风巷瓦斯主管长度L2=2250m;计算流量Q2=
11343.08m3/h;抽采瓦斯管有效直径D2=
51.2cm
3、104采区工作面顺槽的摩擦阻力H3=
9.8L3Q32△/K0D35=
3.346kPa式中104采区工作面顺槽长度L3=1400m;计算流量Q3=44__.97m3/h;抽采瓦斯管有效直径D3=
35.9cm
4、管路总抽采阻力管路局部阻力,取摩擦阻力的20%抽采管路的总阻力为HZ=
1.2×(H1+H2+H3)=
14.63kPa
(三)瓦斯抽采泵选型瓦斯抽采泵最大计算工作压力H泵=K2HZ+PK+PT+PC=
58.36kPa式中备用系数K2=
1.2瓦斯抽采泵吸气压力(绝压)H吸=Ph-H泵=
42.94kPa根据瓦斯抽采泵的计算流量
315.09m3/min及吸气压力
42.94kPa,设计选用2BEY67型水环式真空泵两台一台工作,一台备用采用320r/min转速(该泵相对
42.94kPa吸气压力时的吸气量为440m3/min,轴功率515kW),配630kW、6kV防爆电动机同时泵房内预留2台水环式真空泵位置,为后期瓦斯抽采留有余地
三、瓦斯管路瓦斯抽采主干管D630×9沿风井井筒敷设,井下沿北翼回风巷及东翼回风石门敷设D530×10钢管或瓦斯专用管,104工作面顺槽敷设D377×9钢管或瓦斯专用管
四、抽放瓦斯泵房及附属设备布置为确保安全,瓦斯抽放站内泵房附近瓦斯管路进、出气侧均设有总闸阀、水封式防爆防回火器、放空管、放水器、孔板流量计及压力、流量、浓度自动测量装置泵房内所有电气设备均为矿用防爆型
五、供电瓦斯抽放站二回专用高压电源引自矿井地面35/6kV变电所不同母线段,一回工作,一回备用—155—。