矿井主要设备.doc

双柳矿井改扩建初步设计 第六章 矿井主要设备第六章 矿井主要设备第一节 提升设备一、矿井辅助提升设备现状白家焉场地主斜井检修绞车装备JK-3/30型提升机，配备YSP560-12型电机，功率560kw，配备BPDK-ZN-ZKT型电控系统。白家焉场地副立井装备2JK-2.5/20型提升机，配备YP355L-8型电机，功率200kW，配备BPDK-ZN-ZKT型电控系统。目前白家焉主斜井与白家焉副立井提升机运行状况良好。改扩建后，地面辅助生产系统基本上转移到郭家山场地，辅助提升任务绝大多数均由郭家山副立井提升系统承担，白家焉副立井仅承担少量辅助提升任务。因此本次设计主要针对白家焉主斜井提煤设备、郭家山副立井设备进行设计选型。二、主斜井原煤运输设备根据改扩建后矿井生产能力300万t/a、开拓方式、采区布置等，主斜井原煤运输采用钢绳芯胶带输送机。胶带输送机运输具有运输量大、运输连续性好、转载环节少、运营费用低、操作简单、易于实现集中控制和自动化管理等优点。采区工作面来煤经胶带输送机转载至主斜井胶带输送机运输至地面。（一）白家焉场地主斜井提升系统经2003年改造，现有的主斜井提升，使用的是大倾角胶带输送机，其技术参数为：运输距离L=610m，倾角25；带宽B=1200mm，带速v=3.15m/s，带强ST2500；运量Q=800t/h ；驱动电机：2560kW，6kV，1：1配置；CST软启动装置：CST750KS-30.25。此次改扩建后，矿井实现300万吨年产量，在前期上组煤开采时，现有皮带满足煤炭提升要求，暂不需要改造；当后期主斜井需要提升下组煤时，延深原主斜井井筒，主斜井皮带在不改变其倾角及运量前提下，改造为：运输距离L=703.6m，倾角25；带宽B=1200mm，带速v=3.15m/s；运量Q=800t/h 主斜井提升系统示意图如下。选型计算胶带输送机参数：带宽B1200mm，带速v3.15m/s，承载托辊组为深槽形托辊159mm（55四节托辊），回程托辊组为V型托辊159mm，钢绳芯胶带ST3150(符合MT668-2008要求)，尾部重锤拉紧。托辊运行阻力系数 f0.03传动滚筒摩擦系数 0.35承载托辊布置间距 a0 = 1.2m回程托辊布置间距 au = 3.0m带式输送机宽度 B1200mm，带式输送机运行速度 V3.15m/s 初选胶带强度 ST3150 N/mm每米物料重量 qG=70.55 kg/m每米胶带重量 qB48.48kg/m上托辊每米长转动部分质量 qRO=27.375kg/m下托辊每米长转动部分质量 qRU=10.027kg/m主斜井胶带机圆周驱动力计算带式输送机能力 满足要求式中：物料的最大截面积，取0.165m2折减系数，取0.74主要阻力 FHLfg(2qB+qG)*cos+qRO+qRU)=39315.47N主要特种阻力 FS1F+Fgl=7565.34N式中：F= C0g L(qG+qB) cossin； Fgl=2Iv2gl/v2 b12；C槽形系数，取0.43；0托辊和输送带间的摩擦系数，取0.35；L装有前倾托辊的输送机长度(全长安装)；托辊前倾角度，取1.5；2物料与导料板间的摩擦系数，取0.6；Iv输送能力，0.25 m3/s；l导料槽栏板长度，取6 m；b1导料槽两栏板间宽度，取0.73 m 。附加特种阻力 FS25AP3 =2520N式中：A个清扫器和输送带接触面积，取0.012 m2，设置2个头部清扫器和2个空段清扫器（1个空段清扫器相当于1.5个清扫器）； P清扫器和输送带间的压力，取70000 N/m2； 3清扫器与输送带间的摩擦系数，取0.6。倾斜阻力 FStqGHg=227846.98N传动滚筒所需圆周驱动力 FuCFH+FS1+FS2+FSt280111.13N式中：C系数，取1.073胶带机所需逆止力矩MLFst-0.8Lng(2qB+qRO+qRU)+qGngH/sindr=134kN.m式中：n胶带下滑时对托辊的模拟阻力系数，取0.012；dr驱动滚筒半径，取0.625m。电动机功率计算带式输送机稳定运行时传动滚筒所需运行功率 PAFu V/1000882.4kW 带式输送机驱动电动机功率 PMPA/1225.6 kW 式中：传动滚筒到驱动电机的总效率，取0.72为此，选择3台560 kW异步电动机。 输送带张力及安全系数计算带式输送机采用头部双滚筒三电机传动(2:1)，确定两传动滚筒的围包角200。设，F1 、F2、分别为传动滚筒处的输送带趋入点和奔离点的张力，Fumax为起动状态传动滚筒圆周力。其中 Fumax=FUKA 式中KA为启动系数 ，取值KA=1.2，Fumax=336133.4N输送带带不打滑最小张力F2minFumax/3（e1）32170.94N 重载段允许最小张力Szmin=a0(qG+qB)g/8(h/a)max=17515.26N空载段允许最小张力Skmin=auqBg/8(h/a)max=17834.58N根据满足不打滑条件及垂度条件，本条皮带机在满足不打滑条件时 取 F2= 157717.55N，此时F3= F2+(qB*cos+qRU)Lgf-HqBg =18275.63N17834.58N (满足空载段垂度条件)F4=1.004 F3=18348.73N17515.26N (满足重载段垂度条件)F1F2FU437828.68N 输送带的安全系数：n=BSt/F1=8.67，故安全系数满足要求改造后主斜井胶带输送机主要技术参数：输送距离L703.6m，提升高度H328m，倾角25带宽B1200mm，带速v3.15m/s，输送能力Q800t/h胶带：阻燃钢绳芯，ST/S3150拉紧装置：重锤车式拉紧，布置在机尾驱动电机：3560kW，6kV，2：1配置，CST软启动装置：CST750KS-30.25，3台逆止器： DSN280 2台制动器：ST5SH (额定制动力矩181.5kN.m ) 2台即改造后在原有两套驱动装置基础上增加一套驱动，设于原井口房内10.50平面， 皮带强度由ST2500改为ST3150，并对井口房做相应的改造。二、郭家山场地副井提升设备郭家山场地副井担负提升矸石、升降人员、设备（包括综放液压支架及综掘等）、材料等辅助提升任务。经技术经济比较（见表6-1-1），主要考虑节省占用井口时间等因素，且根据建设单位的要求，最终确定采用第一方案。装备JKMD-3.54（III）落地多绳摩擦式提升机一台，提升容器为一对1.5 t矿车一层二车宽窄罐笼，电控设备为PLC控制直流成套设备，主电动机为ZD系列专用直流电动机（1300kW 50r/min）。1、设计基础参数副井井口标高： +849.4m井底水平标高： +450m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 185人提升矸石 60车下放材料 45车下放设备 14次其他 22次提升容器：一对1.5t矿车一层二车罐笼(宽窄各一)，宽罐乘nr1=43人，自重22000kg（含7000kg的可卸载配重），窄罐每层乘nr2=32人，自重22000kg。矿车：1.5 t标准矿车，载矸Q物=2700 kg，自重QC=760 kg。最大件为液压支架，包括平板车在内质量为Q大件=25 t。作业方式：普通罐笼单层装车乘人，两侧进出车。正常提升时(宽窄罐均自重为22t)：提升方式为单层乘人；单层提矸、下料；升降矸石或料石时，对侧应配相同数量的空矿车。升降大件工况(必须卸下宽罐侧7t可卸载配重)：窄罐侧应配一辆9t重车；窄罐升降9t重车时，宽罐内必须配7t配重车或2辆重车；中途上下人员时，宽罐内必须配7t配重或2辆重车，窄罐内乘人。副井提升系统见插图6-1-1表6-1-1 副井提升方案技术经济比较表方案一（采用方案）二三四 内容项目JKMD-3.54落地多绳摩擦式提升机JKM-3.54塔式多绳摩擦式提升机JKMD-3.54落地多绳摩擦式提升机JKMD-3.54落地多绳摩擦式提升机(带减速器，减速比为20)1、提升高度399.4m2、提升容器1.5t矿车单层二车宽窄罐3、主电动机型号规格ZD系列专用直流电动机1300kW50r/min矿井提升专用交-直-交变频低速直联同步电动机1300kW50r/min矿井提升专用交-直-交变频高速同步电动机1300kW1000r/min4、最大提升速度9.163m/s5、主提升绳型号规格38 ZBB 6V37S+FC 1670 ZZ（SS）894 6026、尾绳型号规格16227-ZBB-P8414-1370-1740-1190两根7、电控设备PC控制直流成套设备交-直-交变频成套设备交-直-交变频成套设备8、工人下井时间10.06min9、最大班净作业时间2.65h10、起重设备手动双梁桥式起重机电动超卷扬起重机手动双梁桥式起重机手动双梁桥式起重机11、设备费（万元）62563065564012、土建费（万元）24020024025013、方案特点优点：落地方案占用井口时间短，防震抗震性能较好。缺点：占地面积大；防滑性能比塔式差。优点：塔式方案占地面积小；防滑性能比落地式好。缺点：占用井口时间长；起重设备和电梯比落地式价高。优点：占用井口时间短，防震抗震性能较好缺点：设备基建投资高；占地面积大；防滑性能比塔式差。优点：占用井口时间短，防震抗震性能较好缺点：设备基建投资高；占地面积大；防滑性能比塔式差。需使用减速器，传动效率低。2、提升机设备选型（1）提升高度： Ht=399.4m钢丝绳悬垂高度： Hc=445.3m（2）钢丝绳选型提升主钢丝绳选38 ZBB 6V37S+FC 1670 ZZ（SS）894 602 GB8918-2006四根，其参数见表6-1-2。表6-1-2 副井提升主钢丝绳参数表名 称参 数钢丝绳直径 d138mm公称抗拉强度 B11670 MPa最小钢丝破断拉力总和 Qd11052238N单位长度质量 Pk16.02kg/m最粗钢丝直径 max2.9mm（订货时提出要求）尾绳为扁钢丝绳16227-ZBB-P8414-1370-1740-1190（GB/T20119-2006） 两根。为平衡提升系统。首尾绳单位长度质量差1.16%3%，为平衡提升系统。（3）提升设备选型选用一台JKMD-3.54（III）落地多绳摩擦式提升机，其主要技术参数见表6-1-3。表6-1-3 提升机主要技术参数表名称参数主导轮直径DN3.5m主提升绳根数n14绳间距300mm天轮直径Dt3.5m允许最大静张力Fj570kN允许最大静张力差Fc220kN衬垫摩擦系数0.25提升机变位质量Gj15000kg天轮变位质量QD（QE）26000kg3、设备校验：（1）绳径比校验主导轮及天轮直径：90 d1=9038=3420 mmDN =Dt=3500mm（2）丝径比校验1200max=12002.93500mm（3）钢丝绳最大静张力当宽罐卸下7t可卸载配重后，装入25t大件时，系统静张力最大Fj=Q大件+(Qz-Qp)+ n1 Pk1 Hcg=497.59kNFj= 570kN（4）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。（5）钢丝绳最大静张力差下大件工况，在未进25t大件，对侧罐笼先进9t配重车时，或者运行完毕卸下25t大件时，对侧9t配重车未卸下时，钢丝绳静张力差最大：Fc=（Qz+Qpc）-（Qz-Qp）g =（22000+9000）-（22000-7000）9.81 =156.96kNFC=220kN装载大件时，需先卸下宽罐的7t可卸载配重，再向对侧窄罐笼内推入9t配重车，最后将25t大件车推入宽罐。卸载大件时，需先推出25t大件车，再将窄罐中的9t配重车推出。提2车矸石或下放料石时，对侧罐笼为空，此时的静张力差：Fc=2（Q物+ QC）g=2(2700+760)9.81=67.89kNFc=220kN。（6）摩擦衬垫比压q=1.7MPa1.96 MPa以上校验均合格。所选提升机满足要求。4、提升主电动机设计选用ZD系列矿井提升专用直流电动机，其参数见表6-1-4。最大提升速度：Vmax=DNnN/60=9.163m/s表6-1-4 主电动机参数表名 称参 数型号ZD系列专用直流电动机额定功率PN1300kW额定转速nN50r/min电源电压6kV过载倍数2.2转动惯量Jd8913kgm25、提升系统运动学计算提升运动学计算表见表6-1-5。表6-1-5 提升运动学计算表序号名称单位计算公式计算结果1加速时间st1V max/a113.0902加速距离mh1a1 t12/259.9723减速时间st3（V max-V 4）/a312.5194减速距离mh3（V max+V 4）t3/259.8605爬行时间st4h4/V46.2506制动时间st5V4/a50.5717制动距离mh5V4t52/20.1148等速距离mh2Ht- h1- h3- h4- h5276.9549等速时间st2h2/Vmax30.22510一次运行时间sT0 t1 +t2 +t3+ t4+ t562.6611休止时间升降人员s5812提矸、煤s1713设备、材料s4014一次提升时间升降人员sT= T0+120.66提矸、煤s79.66设备、材料s102.66表中，选取参数为：加、减速度 a10.7m/s2 a3a50.7m/s2爬行速度V40.4m/s；爬行高度h42.5m表6-1-6 最大班作业时间平衡表序号作业项目单位每班提升量每班提升次数一次提升时间每班作业时间 (s)1下井人员人1855120.66603.32升降人员/1.8603.3=1085.943其他人员/0.21085.94=217.194提矸车603079.662389.85下放材料车4523102.662361.186下放设备次/14102.661437.247其他次/22102.66 2258.528合计/9750=2.71h6、提升系统动力学计算提升系统动力学计算结果见表6-1-79。表6-1-7 系统变位质量统计（kg） 作业方式名称 升降空罐升降人员 (满43人+空)矸(料)石车 (2矸+空)升降大件， 对侧配重车升降配重车， 对侧配两辆重矿车重载侧轻载侧重载侧轻载侧重载侧轻载侧重载侧轻载侧重载侧轻载侧提升绳10723107231072310723107231072310723107231072310723罐笼220002200022000220002200022000150002200022000150002辆空矿车/1520/15202车矸(料)石/5400/5400大件/25000/配重车/90009000/人员/3010/合计32723327233573332723396433272350723417234172332643不平衡质量Q03010692090009000钢丝绳弦长段14621462146214621462提升机变位质量1500015000150001500015000天轮变位质量1200012000120001200012000电动机变位质量29102910291029102910提升系统变位质量总和m9681899828103738123818105738表6-1-8 上提时动力学计算表名称计算公式计算结果 (kN)提人(满+空)提矸(料)石提大件提配重车加速段F1=kQg+m a1105.31154.08192.62180.91等速段F2=kQg35.4381.46105.95106.89减速段F3=kQg-m a3-34.458.8519.2832.87爬行段F4=kQg35.4381.46105.95106.89停车段F5=kQg-m a5-34.458.8519.2832.87注：表中矿井提升阻力系数k=1.2。表6-1-9 下放时动力学计算表名称计算公式计算结果 (kN)下人(满+空)下料石下大件下配重车加速段F1=kQg+ma146.26 18.31 16.04 2.76等速段F2=kQg-23.62 -54.31 -70.63 -71.26减速段F3=kQg-m a3-93.50 -126.92 -157.30 -145.28爬行段F4=kQg-23.62 -54.31 -70.63 -71.26停车段F5=kQg-m a5-93.50 -126.92 -157.30 -145.28注：表中下放时矿井阻力系数k=0.8。升降人员、矸料、大件、配重车时是速度图、力图分别见插图6-1-25。7、提升主电动机根据系统负载情况，按提大件的运行方式进行校验：F2t = F12 t1+ F22 t2+F32t3 +F42t4+F52t5 =8.99983105kN2s等效时间Td=c1 ( t1+ t3+ t4+ t5)+ t2+ c2= 102.66 s 式中，散热不良系数c1=1；c2=1 提升配重车时的休止时间按40s计算。电动机等效力Fd=(F2t/ Td) 1/2 =93.63kN电动机等效容量Pd=K Fd Vmax/=1026kW式中，电动机容量备用系数K=1.1；传动效率=0.92取1300kW。所选电动机参数见表6-1-14。电动机过载能力校验电机额定力：FN= PN/ Vmax =130.52kN = Fmax/(FN) =0.670.8所选电动机符合要求。8、防滑校验静防滑校验：Kj0=1.699式中，钢丝绳与摩擦衬垫的摩擦因数，取0.25；钢丝绳在主绳轮上的围包角，取3.1948 rad。最不利工况为在下大件过程中，宽罐内在未进25t大件，对侧罐笼先进9t配重车时，或者运行完毕卸下25t大件时，对侧9t配重车未卸下时。重载侧静张力F1j=(m+mz+mc+nrqkHc)g=409.3kN轻载侧静张力F2j=(mz+mc+nrqkHc)g=252.3kNKj=F1j/F2j=1.622经验算，Kj aS，且aS， aS，且aS， aS，且aS， aS，且aS， ax，且ax，1.52.0892 ax ax，且ax，1.51.5856 ax ax，且ax，1.51.8493 ax ax，且ax，1.5空载ak= 2.9510 ak ak，且5 ak，1.5以上计算表明，在0.25，制动力矩合理时，防滑校验是满足条件的。订货时应向厂家明确提出要求。并通过调试最终确定制动力矩值。9、电源和电气控制设备6kV双回路高压电源引自郭家山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PLC控制直流成套设备。电控设备参数要满足系统要求，配套设备规格应按设计要求选用。10、辅助设施提升机房内设手动双梁桥式起重机一台。第二节 通风设备一、现状建设单位已于2010年将郭家山场地原有的2台FBCDZ-8-34通风机更换为 FBCDZ- 38型矿用对旋式通风机2台，1台工作，1台备用，每台风机各配2台YBF800M1-10 6kV 1120kW 595r/min防爆电机。白家焉场地现安装2台BDK618-8-25型矿用对旋式通风机，1台工作，1台备用。每台风机均配功率为250kW的防爆电动机2台。由于该风机不能满足改扩建后矿井的通风需要，建设单位即将把白家焉场地通风设备更换为FBCDZ-8-26型矿用对旋式通风机2台，每台风机各配2台YBF-8 6kV 355kW 740r/min防爆电机。设备现已经订货。本次设计对即将更换的通风设备进行校核。二、郭家山场地通风设备校核1、校核依据风井井口标高：+845.8m井底水平标高：+410m通风方式：副井进风，风井回风，中央并列式通风。通 风 量：初 期： 180m3/s中 期： 180m3/s后 期： 300m3/s通风负压： 初 期： 983.5Pa中 期： 802.4Pa后 期： 2124.5Pa现场已安装设备：FBCDZ- 38型风机2台，1台工作，1台备用。每台风机配2台YBF800M1-10 6kV 1120kW 595r/min 型防爆电机。2、通风设备的校核计算（1）通风机需要产生的风量Q1= Q2=KLQK=189m3/sQ3=KLQK=315m3/s式中，按煤矿安全规程的规定取通风设备的漏风系数KL =1.05。（2）通风机需要产生的负压H1=HK1+h1+h1=1233.5Pa H2=HK2+h2+h2=1052.4Pa H3=HK3+h3+h3=2474.5Pa式中 QK 矿井需要风量，m3/s；HK 矿井通风阻力，Pa；h通风设备的阻力损失，Pa（包括引、排风道及导流、消声装置阻力损失）；h矿井自然通风的压差，Pa。（3）管网阻力系数 R1=H1/Q12=0.03453 R2=H2/Q22=0.02946 R3=H3/Q32=0.02494（4）管网性能曲线方程 H1= R1 Q2= 0.03453Q12 H2= R2 Q2=0.02946 Q22 H3= R3 Q2=0.02494 Q32（5）工况点参数根据管网特性曲线方程及风机特性曲线（见图6-2-1）可知，风机在额定转速下，初期及中期风机运行效率较低，后期运行效率较高，考虑到降低运行成本及节能减排，设计建议建设单位增加通风机变频调速电控系统，通过变频降低风机转速，使运行工况点位于高效区（初期、中期的特性曲线见图6-2-2、6-2-3）。由图6-2-1中的矿井通风网络特性曲线以及通风机比例定律可知，初期风机转速约为337r/min，中期转速约为326 r/min时工况点效率最高。设计通过变频调速的方式使初期风机运行在337r/min，中期风机运行在326 r/min的转速下，后期期风机额定转速下运行。风机运行工况点参数见表6-2-1，特性曲线见图6-2-1、6-2-2、6-2-3。表6-2-1 风机运行工况点的参数风量(m3/s)负压(Pa)叶片安装角度效率转速（r/min）初期189（334）1233.5（3852.2）085%（85%）337（595）中期189（348.5）1052.4（3578.2）085（85%）326 （595）后期3152474.5-776595注：括号内为工频状态下风机运行参数。3、电动机校核（1）轴功率的计算初期： 279.87kW(1544.58kW)中期： 238.78kW(1497kW) 后期： 1046.55kW 式中：机械传动效率，取0.98。（2）电动机功率的计算初期：Nc1=K N1 =349.84kW(1930.72kW)中期：Nc2=K N2 =298.47kW(1851.25kW)后期：Nc3=K N3 =1308.18kW式中：K取1.25。根据计算，所配的电机容量能够满足矿井初、中、后期正常通风要求，并能满足通风机在初、中期工频状态下运行的要求。4、反风措施该通风设备不设反风道，采用断电制动停机后电机反转的方式进行反风，能在10min内改变巷道中风流的方向，当风流方向改变后，反风量不小于正常风量的40%。满足煤矿安全规程的有关规定。风机反风运行工况点参数见表6-2-2。特性曲线见图6-2-4、6-2-5、6-2-6。表6-2-2 风机反风运行工况点参数表风量(m3/s)负压(Pa)叶片角度效率初期131.4596.2039中期133.7526.7040后期228.91306.7-740反风运行时电动机校核轴功率计算初期： 204.97kW中期：179.64kW后期：763.02kW经计算，反风时电机容量满足要求。5、供电及控制方式双回路6kV高压电源引自郭家山场地35/6kV主变电所，双回路380V低压电源引自郭家山场地6/0.4kV变电所。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、静电、效率等等，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。6、电耗计算初期年运行电耗271.65104kWh/a，中期年运行电耗231.77104kWh/a，后期年运行电耗1015.82104kWh/a。计算时电网效率取95%，传动效率取98%。电耗指标（kWh/106m3Pa）：初期：E1 =106 N1/（3600 Q1 H1d C）=0.3695 kWh/106m3Pa中期：E2 =106 N2/（3600 Q2 H2d C）=0.3695kWh/106m3Pa后期：E3 =106 N3/（3600 Q3 H3d C）=0.4132kWh/106m3Pa以上数据低于发改能源20071456号文件对轴流式通风机节能指标不大于0.44 kWh/106m3Pa的要求。三、白家焉场地通风设备校核1、校核依据初期：通 风 量： 120m3/s通风负压： 1214.7Pa中期：通 风 量： 120m3/s通风负压： 1447.5Pa现有设备：FBCDZ-8-26型风机2台，1台工作，1台备用。每台风机配2台YBF-8 6kV 355kW 740r/min 防爆电机2、风机的校核计算（1）通风机需要产生的风量Q1=Q2=KLQK=126m3/s漏风系数KL取1.05（专用通风井）（2）通风机需要产生的负压初期： H1=HK+h+h=1464.7Pa中期： H2=HK+h+h=1697.5Pa（3）管网阻力系数初期：R1=H1/Q12=0.09226中期：R2=H2/Q22=0.10692（4）管网性能曲线方程初期：H1= R1 Q2=0.09226 Q2中期：H2= R2 Q2=0.10692 Q2（5）工况点参数根据管网特性曲线方程，绘制管网特性曲线，参见图6-2-7，得风机运行工况点的参数，见表6-2-3。表6-2-3 风机运行工况点的参数风量(m3/s)负压(Pa)叶片安装角度效率初期132.71624.6-977%中期129.61795.9-978%3、电动机的效核（1）轴功率的计算初期：285.69kW中期：304.49kW 式中：机械传动效率，取0.98。（2）电动机功率的计算初期：Nc1=K N1 =357.12kW中期：Nc2=K N2 =380.61kW式中：K取1.25，根据计算，所配的电机容量能够满足矿井通风要求。4、反风措施该通风设备不设反风道，采用断电制动停机后电机反转的方式进行反风，能在10min内改变巷道中风流的方向，当风流方向改变后，反风量不小于正常风量的40%。满足煤矿安全规程的有关规定。风机反风运行工况点参数见表6-2-4。特性曲线见图6-2-8。表6-2-4 风机反风运行工况点参数表 风量(m3/s)负压(Pa)叶片角度效率初期80.8602.3-933中期79.1669-935反风运行时电动机校核轴功率计算初期： 150.48kW中期：154.284kW经计算，反风时电机容量满足要求。5、供电及控制方式6kV高压电源和380V低压电源仍引自原变电所不变。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、静电、效率等等，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。6、年运行电耗初期年运行电耗277.3104kWh/a。中期年运行电耗295.5104kWh/a。计算时电网效率取95%，传动效率取98%。电耗指标（kWh/106m3Pa）：E1 =106 N1/（3600 Q1 H1d c）=0.4079 kWh/106m3PaE2 =106 N2/（3600 Q2 H2d c）=0.4027 kWh/106m3Pa以上数据低于发改能源20071456号文件对轴流式通风机节能指标不大于0.44 kWh/106m3Pa的要求。第三节 排 水 设 备一、排水系统现状矿井在白家焉主斜井井底布置主排水系统，泵房内现已安装3台200RD437离心式水泵，配YB450S2-4 矿用隔爆型电动机6kV 355kW；在上组煤二、三采区分界线+460m标高现有一套二采区排水系统，已安装3台D155-678离心式高转速水泵。建设单位在三采区浅部、郭家山副立井井底附近、+450m水平已建成一个临时中央水泵房，形成郭家山主排水系统。该水仓上部（东侧）的采掘涌水经此水泵房由郭家山副立井排出地面。二、矿井排水系统概述1、矿井投产初期（开采上组煤时）全矿井正常涌水量为350m3/h，最大矿井涌水量为450m3/h。二采区正常涌水量为120m3/h，最大涌水量为150m3/h，由上组煤二采区排水系统经主斜井排至白家焉场地矿井水处理站。三采区正常涌水量为230m3/h。最大涌水量300m3/h，由三采区排水泵房排至郭家山井底+450m水仓，再由郭家山+450m水平泵房排水系统经郭家山副立井排至郭家山场地矿井水处理站。2、中、后期全矿井正常涌水量为450m3/h，最大矿井涌水量为700m3/h。二采区正常涌水量为200m3/h，最大涌水量为300m3/h，矿井水自下组煤二采区泵房排到上组煤二采区+460m水仓，然后经上组煤二采区+460m泵房设备排至白家焉场地矿井水处理站，因现有的上组煤二采区泵房设备能力较小，多出的水量流至郭家山井底+360m水仓，由郭家山井底+360m水平主排水系统，经郭家山副立井排至郭家山场地矿井水处理站。由于受限于白家焉场地矿井水处理站的能力，后期则不能增加上组煤二采区泵房排水设备能力，系统存在重复排水等不合理因素，设计建议建设单位增加白家焉主场地矿井水处理站能力，从而以便于上组煤二采区泵房更换设备提高泵房排水能力，解决矿井水流至郭家山井底+360m水仓，重复排水的问题。三采区正常涌水量为250m3/h，最大涌水量为400m3/h，由郭家山井底+360m水平主泵房排水系统，经郭家山副立井排至郭家山场地矿井水处理站。三、初期郭家山+450m水平泵房排水设备校核泵房现已安装3台200D-659型多级离心泵，每台泵均配YB630S2-4 6kV 1480r/min 900kW防爆电机。经重新校验选型计算确定用200D-657型号水泵三台（需对现有水泵进行改造），电机采用原有电机。1、校核依据泵房水平标高 +450m郭家山矿井水处理站地面标高 +846.9 m排水管路沿郭家山副立井井筒敷设，排水管路长度取1300m矿井涌水量：正常涌水量 Q=230 m3/h最大涌水量 Qmax=300 m3/h2、排水设备校验（1）排水设备所必须的排水能力正常涌水时：Q1=1.2Q=276 m3/h最大涌水时：Q2=1.2Qmax=360 m3/h静扬程：Ht=Ha+Hs+Hf =396.9+5+5=406.9 m式中，吸水扬程取Hs=5m，矿井水处理站附加扬程Hf =5m（2）管路阻力系数计算取吸水管径 Dx=359 mm排水管径 Dp=303 mm则排水管中扬程损失：Haf1=1.053410-4Q2式中：1速度压头系数，1=1 2 直管阻力系数116.57其中：为水与管壁摩擦的阻力系数， =0.0272LP为直管长度: LP=1300 mn3 弯头数量， n3=8 3 弯头阻力系数， 3= 0.8 n4闸阀数量， n4= 2 4闸阀阻力系数， 4= 0.4 5逆止阀阻力系数， 5=10 6三通阀阻力系数， 6=2 n6三通数量， n6= 2 7异径管阻力系数，7=0.5吸水管中扬程损失：Haf= = =0.15435 10-5Q2式中：2 直管阻力系数0.72136其中：为水与管壁摩擦的阻力系数， =0.0259 LX为直管长度: LX=10 m n3 弯管数量， n3 =1 3 弯管阻力系数， 3= 0.8 4滤网阻力系数， 4= 2.5 管路阻力系数：新管时： R1=（Haf+Hsf）/ Q2 =1.068910-4旧管时考虑管路积垢后阻力系数增加到1.7倍R2=1.7R1=1.817110-4（3）水泵运行工况点特性方程新管时：H1=Ht+R1Q2=406.9+1.068910-4Q2m旧管时：H2=Ht+R2Q2=406.9+1.817110-4Q2m根据管路特性曲线和水泵性能曲线求得工况点参数见图6-3-1和表6-3-1表6-3-1 况点参数表流量Q(m3/h)扬程H1(m)效率(%)理论最大吸水高度Hs(m)新管342.5419.4473.34.6旧管332426.9374.25.14、电动机校核泵的轴功率= 555.08kW选取电动机容量Ne623.1kW式中：传动效率C取0.98富裕系数k取1.1矿井水容重：0=1040kg/m3因此，所配的电动机容量满足要求。5、排水管路壁厚计算壁厚计算9.36 mm排水管壁厚选11mm。6、排水能力正常涌水时1台泵工作，按结垢后计算每天排水时间为： 16.63 h最大涌水时2台泵工作，按结垢后计算每天排水时间为： 10.84 h水泵满足要求。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 =404.83104kWh式中：电动机效率取0.9电网效率取0.95吨水百米电耗：=0.45kWh/t100m8、排水设备的电气控制水泵电源引自井下三采区变电所6kV母线，泵房内在机旁设防爆型就地控制箱，并显示电流、电压等参数。9、管路及附件排水管：水泵房内选用D32511无缝钢管。沿郭家山副立井井筒敷设2趟DN300排水管路，预留1趟管路位置。钢管规格为D3258、D32511，井筒内无缝钢管平均分为2段，从下到上壁厚逐步减薄。正常涌水量时1趟管路工作，最大涌水量时2趟管路工作。吸水管：选用D3779 的无缝钢管，无底阀运行。采用ZPBZ型喷射泵组自动引水，配水阀为PZI-800 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，以便设备安装检修，并辅设轨道与车场巷道相通。四、初期上三采区排水设备选型1、设计依据泵房水平标高 +360m郭家山井底水仓标高 +450 m排水管路沿4煤轨道巷敷设，排至郭家山+450m水平水仓，排水管路长度取1050m。矿井涌水量：正常涌水量 Q=230 m3/h最大涌水量 Qmax=300 m3/h2、主排水设备选择设计经筛选针对适合本矿井使用的2个排水方案进行比较方案见表6-3-2。从比较表中可以看出，第一方案虽然排水能力较小，运行费用稍高，但投资较低，设备数量少，易于管理。第二方案虽然排水能力较大，运行费用较低，但投资高，设备数量多，系统复杂不利于管理。根据上述的方