07 第七章 提升、通风、排水和压缩空气设备.doc

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、安装维护工艺性等方面，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安装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、占地面积大、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面积小、布置紧凑、噪音低、安装、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。 156 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-3.54()落地多绳摩擦式提升机一台16t多绳箕斗一对JKMD-34()落地多绳摩擦式提升机一台12t多绳箕斗一对提升高度586.68m586.128m主电动机型号低速直流电动机 ZKTD250/67 1800kW 900V 50r/min低速直流电动机1800kW 900V 76.4r/min最大提升速度9.16m/s12m/s主提升绳型号36 ZBB 628+FC 1770 ZZ（SS）32 ZBB 628+FC 1770 ZZ（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/a2.09Mt/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-3.54（） Vm=9.16m/sJKMD-3.54（） Vm=9.56m/s i=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ZKTD250/56 1500KW，50rpmZD 1500KW，600rpm主钢丝绳38ZBB6V37S+FC1670ZZ（SS）共四根 38ZBB6V37S+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，占地面积大，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综上所述，主井提升设备推荐方案一，即选用JKMD-3.54（）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（1800kW 50r/min），提升容器为一对立井多绳16t提煤箕斗，主钢丝绳为36 ZBB 628+FC 1770 ZZ（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-3.54（）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（1500kW 50r/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38ZBB6V37S+FC1670ZZ(SS)，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=586.68m；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36 ZBB 628+FC 1770 ZZ（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 B11770 MPa最小钢丝破断拉力总和 Qd11012KN单位长度质量 Pk15.35kg/m最粗钢丝直径 max2.9mm尾绳选用三根多层股尾绳，其中44 ZBB 187+FC 1470 ZS 933 755二根， 42 ZBB 187+FC 1470 SZ 850 688一根。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 B21470 MPa1470 MPa最小钢丝破断拉力总和 Qd21197KN1091KN单位长度质量 Pk27.55kg/m6.88kg/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-3.54()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DN3.5m主提升绳根数n14m绳间距300mm天轮直径Dt3.5m允许最大静张力F j570kN允许最大静张力差F c180kN衬垫摩擦系数0.25提升机变位质量Qj13000kg天轮变位质量QD （=QE）26000kg提升机校验主导轮及天轮直径：DN =Dt=3500mm90 d1=3240mm钢丝绳最大静张力：Fj =535.60kNFj =570kN钢丝绳最大静张力差：Fc = 156.96kNFc =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2转动惯量J16257kgm2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7-1-2。6、提升系统动力学计算提升系统变位质量总和：M= 126578kg7、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st0V0/a032初加速距离mh0Vmt0/22.253加速时间st1（V m-V0）/a110.944加速距离mh1(Vm+V0)t1/258.315减速时间st3（V m-V 4）/a312.376减速距离mh3（V m+V 4）t3/259.757爬行时间st4h4/V458制动时间st5V4/a519制动距离mh5V4t5/20.2510等速距离mh2Ht-h0- h1- h3- h4- h5463.6211等速时间st2h2/Vmax50.6112一次运行时间sT0 t0+t1 +t2 +t3+ t4+ t582.9213休止时间s1614一次提升时间sT= T0+98.92注：选取初加速度a00.5m/s2 主加、减速度a1a30.7m/s2 制动减速度a50.5m/s2初速度V01.5m/s 爬行速度 V40.5m/s 爬行距离h42.5m 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+m a0243793正常加速段F1=kQg+m a1269109等速段F2=kQg180504减速段F3=kQg-m a391899爬行段F4=kQg180504停车段F5=kQg-m a5117215表中，矿井提升阻力系数k=1.158、提升主电动机校验F2t = F02 t0+F12 t1+ F22 t2+ F32 t3+ F42 t4 + F52 t5=2.9006531012 N2s等效时间Td=c1 (t1+ t3+ t4+ t5)+ t2+ c2=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 FmaxFN=1.400.85m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: k1.5Z+1=2.209 k5Z-1=3.030 其中提煤时提升系统质量模数Z=M/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1.8931.524空载上提3.2573.224空载下放3.1923.164式中=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242人，窄罐乘230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20000 kg。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7-1-3 。2、钢丝绳选型及校验提升主钢丝绳选38 ZBB 6V37S+FC 1670 ZZ （SS） 911 614（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 B11670 MPa最小钢丝破断拉力总和 Qd11072247N单位长度质量 Pk16.14kg/m最粗钢丝直径 max2.9mm尾绳选用三根圆尾绳，其中50 ZBB 637+FC 1470 1080 842两根，48 ZBB 637+FC 1470 999 776一根。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-3.54（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Fc140kN衬垫摩擦系数0.25提升机变位质量Gj13000kg天轮变位质量QD（=QE）26000kg校验：主导轮及天轮直径：90d1=3420mmDN =Dt=3500mm 1200max3500mm钢丝绳最大静张力：Fj=（Q大件+QZ+ n1 Pk1 Hc）9.81 =536.97kNFj=570kN钢丝绳最大静张力差：Fc=4Q9.81=105.948kNFc=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=1.90MPa1.96 MPa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2转动惯量Jd14150kg.m2最大提升速度：Vmax= 9.16m/s5、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st1V max/a113.052加速距离mh1a1t12/259.953减速时间st3（V max-V 4）/a312.374减速距离mh3（V max+V 4）t3/259.755爬行时间st4h4/V45.006制动时间st5V4/a517制动距离mh5a5t52/20.258等速距离mh2Ht- h1- h3- h4- h5475.759等速时间st2h2/Vmax51.9410一次运行时间sT083.4011休止时间升降人员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+203.4015提 矸s123.4016设备、火药等s171.40注：选取参数 加、减速度 a1a3 =0.7m/s2 a5 =0.5m/s2爬行速度V40.5m/s 爬行距离h42.5m 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 (s)1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=3.57h6、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) M=106693kg 提矸下料（4重车），对侧配4空车 M=117533kg 升降大件，对侧4矸(料)石车 M=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+M a1143904209411167658等速段F2=kQg6921912713873457减速段F3=kQg-M a3-546644865-20744爬行段F4=kQg6921912713873457停车段F5=kQg-M a515873683716171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=kQg+M a128539-248545230等速段F2=kQg-46146-84758-48972减速段F3=kQg-M a3-120831-167032-143173爬行段F4=kQg-46146-84758-48972停车段F5=kQg-M a5-99493-143525-116258注：下放时矿井阻力系数k=-0.8。7、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：F2t = F12 t1+ F22 t2+F32t3 +F42t4+F52t5 =1523991kN2s等效时间 Td= c1（t1+ t3+t4+ t5）+ t2+c2=123.40s式中,散热不良系数c1=1；c2=1电动机等效力 Fd=(F2t/ Td) 1/2 =111.13kN电动机等效容量 Pd= Fd Vmax/=1038.73kW 式中，=0.98。电动机过载能力校验： 电机额定力FN= Pd/ Vmax =160.48 kN = Fmax/FN =0.650.85 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=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：520kNm550kNm。取Mz=545kNm，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：20t1.5t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30 NAT 619S+FC 1670 ZS 496 324 GB8918-2006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 =1670N/mm2钢丝破断拉力总和 602.144kN最粗钢丝直径 max 2.08mm。（2）提升机选用JKB2.51.5/30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： 660V3、设备校验经计算提升机最大静张力76.8 kN6.5，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，有煤尘爆炸危险，有自燃发火倾向。矿井通风方式前期采用中央并列抽出式，副井进风、主井辅助进风，中央风井回风。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，占地面积小，土建费用低，安装、维护简单等优点，故推荐方案一，即选用BD-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YBF710S1-10 (630kW 6kV 580r/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=KLQK=160.65m3/sQ2=KLQK=225.75m3/s2、通风机需要产生的负压H1=HK1+h1+h1=1600Pa H2=HK2+h2+h2=3228Pa 3、通风机的工况点管网阻力系数 R1=H1/Q2=0.0620 R2=H2/Q2=0.0633管网性能曲线方程 H1= R1 Q2= 0.0620Q2 H2= R2 Q2= 0.0633Q2根据中央风井通风机所需风量、负压选用BD-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）。通风机安装在风井地面，漏风率不得超过5 %。4、电动机选型电动机轴功率：初期N1= Q1H1 /（10001C）=1416.3kW困难时期N2= Q2H2 /（10002 C）=2450.6kW每台风机选用YBF710S1-10系列防爆电动机(630kW 6kV 580r/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。中央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-10-No33GAF31.5-17-1电动机型号YBF710S1-10 (630kW 6kV)，每台风机配2台Y6302-8 (1250kW 6kV)，每台风机配1台转数（r/min）580744工况点Qi(m3/s)160.65225.75160.65225.75Hi(Pa)1600320816003208(%)63827080计算电机轴功率(kW)1416.32450.6374.7923.7年电耗（万度/年）412.8893.6371.5915.9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，占地面积小，安装简单，土建工程量小，节省施工工期。风机技术性能可靠。投资较高，占地面积较大，土建费用高。备注表中投资费用仅供方案比较用 中央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/s)153215矿井负压(Pa)13502908计算风量m3/s160.65225.75计算负压(Pa)16003208工况点风量(m3/s)160.65225.75负压(Pa)16003208效率(%)6382叶片角度1-1中央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/s)142144负压(Pa)12501304效率(%)5753叶片角度1-1反风时电动机轴功率：初期N1= Q1H1 /（10001 C）=2158.8kW困难时期N2= Q2H2 /（10002 C）=2180.8kW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 +29.2 m 井底车场水平标高 -569 m 矿井水处理站标高 8 m矿井涌水量 正常涌水量：Q=480 m3/h 最大涌水量：Qmax=1059 m3/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 MD500-5711 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=576 m3/h最大涌水时：Q2=1.2Qmax=1270.8 m3/h扬程：Ht=Ha+Hs=611.2 m式中Hs为吸水高度，取Hs=5 m2、管路阻力系数计算取吸水管径 Dx=350 mm排水管径 Dp=300 mm则排水管中扬程损失:Haf= = =8.3367 x10-5Q2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MD500-5711PJ2007矿井涌水量正常480m3/h480m3/h最大1059m3/h1059m3/h排水高度606.2m606.2m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1126.4KW1063.3KW电 动 机YB710S1-4 1250kW、6kV、1490r/minYB710S1-4 1250kW、6kV、1480r/min工况点 参数新管Q1=501.8 H1=632.61=79.9% Hs=5.49Q1=456.6 H1=628.9 1=76.6% Hs=5.85旧管Q2=485.5 H2=645.32=79.6% Hs=5.69Q2=436.3 H2=638.72=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：1速度压头系数，取 1=1 2 直管阻力系数,83.25 其中:为水与管壁摩擦的阻力系数, =0.027 LP为直管长度: LP=925 m n3 弯管数量, n3=8 , 3 弯管阻力系数, 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 , n6三通阀数量, n6= 1 , 6 三通阀阻力系数, 6=4 , 7 异径管阻力系数，7=0.5 吸水管中扬程损失Haf= = =0.1715 x10-5Q2式中： 2 直管阻力系数,0.7371 其中:为水与管壁摩擦的阻力系数, =0.0258 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, 采用无底阀排水，只设滤网，4= 2.5 阻力系数:新管时：8.5081 x10-5旧管时考虑管路积垢后阻力系数增加到1.7倍R2=1.7R1=14.4638 x10-53、水泵运行工况点求取1）特性方程新管时：H1=Ht+R1Q2=611.2 +8.5081 x10-5Q2m旧管时：H2=Ht+R2Q2=611.2 +14.4638 x10-5Q2m2）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Q(m3/h)扬程H1(m)效率(%)理论最大吸水高度Hs(m)新管501.8 632.6 0.799 5.49旧管485.5 645.3 0.796 5.694、电动机容量选择电动机轴功率1126.4 kW电动机选用YB710S1-4（1250kW、6kV、1490r/min），电动机功率富裕系数1.11 5、排水管壁厚计算12.6 mm6、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： 11.9 h最大涌水时三台泵工作，按结垢后计算每天排水时间为： 17.5 h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 104kWh吨水百米电耗0.42 kWh/thm（四）排水设备的电气控制水泵电源引自井下中央变电所6KV母线，由设在中央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，以便设备安装检修，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148 m3/h；采区灾变涌水量535 m3/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200 m3/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20 m3/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30 m3/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83212582.81.22（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=12r(miqiKi) =1.21.151(84+2.8320.75)+ 1.11.15116 =157.1 m3/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，井下需要考虑移动变电站，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D2737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D1 = 0.1457（Q 1/ V）1/2 0.668m式中：瓦斯抽采管路内气体流速 V=15 m / s ；计算瓦斯抽采泵实际工况最大流量：Q1 = K1 Q1 Ph T / P1 TO=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 = 101.3 kPa；计算