Xx矿主要系统能力校验.docx
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Xx矿主要系统能力校验
XX煤矿
主要系统能力校验
单位：
XX煤矿
日期：
2018年1月
主
要
系
统
能
力
校
验
书
编制：
审核：
机电科长：
机电副总：
分管矿长：
总工程师：
1、提升系统能力计算
1、主井生产能力计算
（万t/a）
式中：
A—主井提升能力，万t/a；
b—年工作日，330d；
t—日提升时间，16h或18h，按第十一条规定选取；
PM—每次提升煤炭量，t/次；
k—装满系数。
立井提升取1.0；当为斜井串车或箕斗提升时，倾角20°及以下取0.95，20°~25°取0.9，25°以上取0.8；
k1—提升不均匀系数。
井下有缓冲仓时取1.1，无缓冲仓时取
1.2；
K2—提升设备能力富余系数，取1.1~1.2；
T—提升一次循环时间，s/次。
每次提升煤量（吨/次）PM=4.5
每提升一次循环时间（秒/次）T=90
无缓冲仓，提升不均匀系数k1=1.2
提升设备能力富余系数K2=1.1
主井日提升时间取t=20小时
A=3600×330×18×4.5×1.0/104/1.2/1.1/90=81万吨/年
2、副井生产能力核定
（一）副井提升系统能力是指从副井底到达地面的提升系统的能力；
（二）副井提升能力按年工作日330d、三班作业、班最大提升时间6.5h计算。
副井提升能力核定按下式计算：
A=330×3
（万t/a）
式中：
A—副井提升能力，万t/a；
R—出矸率（矸石与产量的重量比），%；
PG—每次提矸石重量，t/次；
TG—提矸一次循环时间，s/次；
M—吨煤用材料比重，%；
PC—每次提升材料重量，t/次；
TC—每次提升材料循环时间，s/次；
D—下其他材料次数，每班按5~10次计（指下炸药、设备、长材等）；
TQ—下其他材料每次循环时间，s/次；
TR—每班人员上下井总时间，s/班。
计算人员上下井所需时间应符合以下规定：
1．工人每班下井时间，取实测最大值。
2．升降工人时间为工人下井时间的1.5倍；有综采工作面的矿井为1.6~1.8倍（全部为综采的取大值）；升降其他人员时间为升降工人时间的20%。
出矸率（矸石与产量的重量比）R=0.26
每次提矸石重量，t/次；PG=2×0.9×1.1×1.8=3.56t/次，矿车容积为1.1m³，矸石松散密度取1.8t/m³
提矸一次循环时间TG=180s/次
吨煤用材料比重M=1.29
每次提升材料重量PC=1t/次
每次提升材料循环时间TC=156.4s/次
下其他材料次数D=2次/班
下其他材料每次循环时间TQ=180.3s/次
每班人员上下井总时间TR=1.6×120×60+120×0.2×60=12960/班，升降工人下井时间为120min，有综采取1.6倍，升降其他人员时间为工人下井时间的0.2倍
副井提升核定能力（万吨/年）
A=330×3（6.5×3600-12960-2×180.3）/104（0.26×180/3.56+1.29×156.4/1）=6.87万吨/年
综上所述，XX矿提升能力为81+6.87=87.87万吨/年
2、井下排水系统能力核定
一、概况
矿井排水方式由九采区泵房及七采区泵房排至中央泵房，最后由中央泵房排至地面矿井水处理站。
1、中央泵房概况：
矿井正常涌水量250m³/h,最大涌水量670m³/h，现实际正常涌水量为170-175m³/h，最大涌水量239m³/h。
水仓为内外水仓，全长353m，内环152m，外环201m，净断面6.7m²，总容量2400m³，大于矿井8小时正常涌水量2000m³。
选用3台MD500-57*6型离心泵，额定扬程342m，流量500m³/h，正常涌水时一台工作，一台备用，一台检修，最大涌水时，两台工作，配套电机为YBJC4503-4/710kW,吸水管采用D325*8无缝钢管，排水管采用D273*8无缝钢管，吸水高度为3m,排水高度276.6m。
控制方式：
操作台集中控制/电控箱就地控制两种控制方式，未实现远程监测监控和自动化控制。
2、七采泵房概况：
七采正常涌水量58m³/h。
水仓为内外水仓,总容量810m³，大于七采区8小时正常涌水量464m³。
选用2台MD280-43*4型离心泵，额定扬程172m，流量280m³/h，正常涌水时一台工作，一台备用，最大涌水时，两台工作，配套电机为YB-315L2-4/200kW,吸水管采用DN245*7无缝钢管，排水管采用DN219*8无缝钢管，吸水高度为3.2m,排水高度120m。
控制方式：
就地操作，手动闸阀，未实现自动化控制。
3、九采泵房概况：
九采区正常涌水量3.5m³/h。
水仓为内外水仓，总容量1468m³，大于九采区8小时正常涌水量28m³。
选用3台MD280-43*6型离心泵，额定扬程258m，流量280m³/h，正常涌水时一台工作，一台备用，一台检修，最大涌水时，两台工作，配套电机为YB2-4002-4/355kW,吸水管采用D325*8无缝钢管，排水管采用D273*8无缝钢管，吸水高度为4.5m,排水高度160m。
控制方式：
就地操作，电动闸阀控制，未实现自动化控制。
二、计算过程及结果
㈠计算过程
副井井口标高：
+42m
矿井水处理站标高：
+43m
-235水平水泵型号：
MD500-57×6三台
额定排水量：
500m3/h
额定扬程：
342m
排水管路：
两趟Φ273×8
（1）计算条件
矿井正常涌水量226m3/h,最大涌水量339m3/h。
矿井实际涌水量63m3/h，实际最大涌水量123.6m3/h。
矿井设内、外水仓，水仓总容量为2400m3，17年水泵技术测定三台水泵小时排水量分别544.2m3/h，553.4m3/h，540m3/h。
（2）校验水泵能否在20h内排出24h的正常涌水量
地质报告提供的正常涌水量和最大涌水量均大于矿井的实际涌水量，故取其较大值即Qn=226m3/h及Qm=339m3/h作为能力核定的计算依据。
正常涌水时，1台泵工作，20h排水量：
540×20=10800（m3）
正常涌水时，24h的涌水量：
226×24=5424（m3）＜10800（m3）
最大涌水时2台泵工作，20h排水量：
（540+544.2）×20=21684（m3）
最大涌水时，24h的涌水量：
339×24=8136（m3）＜21684（m3）
20h能排出矿井24h的正常涌水量或最大涌水量，且排水系统能力较大。
（3）水仓容量校验
正常涌水量226m3/h＜1000m3/h，水仓容量应符合V≥8Qn要求：
8Qn=8×226=1808（m3）
而水仓容量2400m3＞1808m3，满足《煤矿安全规程》要求。
（4）正常涌水时水泵排水能力计算：
式中：
Bn-工作水泵的小时排水能力，Bn=540m3/h；
Pn-平均日产吨煤所需排正常涌水量，
（5）最大涌水时水泵排水能力计算：
式中：
Bm-工作泵加备用泵的排水能力，Bm=（540+544.2）=1084.2m3/h；
Pm-日出吨煤所需排出的最大涌水量，
㈡计算结果
⒈矿井正常涌水量时，计算排水能力：
178.2万t/a；
⒉矿井最大涌水量时，计算排水能力：
238.5万t/a；
通过以上校验和计算，本矿排水系统符合规程要求。
取计算结果的较小值，确定矿井排水系统核定能力为178.2万t/a。
三、供电系统能力核定
一、概况
XX煤矿设35KV变电所一座，两回路电源分别引自XX变电所（35kV）、XX变电所（35kV），采用LGJ-3×95架空线路，线路长度分别为11.5km，11.8km。
XX煤矿35kV变电所安装3台主变压器，型号分别为SZ9-6300/35/6.3两台，S11-3150/35/6.3。
其中两台工作，一台备用。
矿井采用6kV电源下井，2路供电电缆入井，电源引自地面35kV变电所6kV分段母线：
2路电缆均沿副井井筒敷设至-235m水平中央变电所6KV两段母线上；其中2路电缆均采用两根MYJV42-3*240mm26kV型供电电缆，单回路供电距离均为667m。
二、计算过程及结果
㈠按电源线路和变压器分别计算矿井供电系统能力。
⑴电源线路能力计算。
式中：
电源线路：
LGJ-95，安全载流量为335A，电源线路供电容量P根据公式计算为：
W为上年度吨煤综合电耗
当线路压降为5%时，
LGJ-95线路单位负荷矩时电压损失百分数：
cosΦ=0.9时为0.0427%/MW.km。
则线路合理，允许供电容量取12070KW。
⑵主变压器能力计算
式中：
A—变压器的折算能力，万t/a；
S—工作变压器容量，kVA；
ψ—为全矿井的功率因数，取0.9；
w—矿井吨煤综合电耗，kWh/t，同电源线路能力核定计算式采用数。
由上校验和计算，本矿电源线路和井下电缆符合规程要求。
根据线路及变压器的能力计算，取其较小值，确定矿井供电系统核定能力为188.29万t/a。
⑶下井电缆安全载流量及压降校核。
1
安全载流量校核。
井下计算负荷电流：
MYJV42-63×240电缆两回路，每路载流量为408A（查表）。
则两回路允许载流量为：
IX1=2×408=816（A）;
当一回路故障停止供电时，另一回路允许载流量：
IX2=408（A）;
IX2=408（A）＞Ij=365.65（A）
②电缆压降校验。
MYJV42-63×240电缆单位负荷矩时电压损失分数：
cosΦ=0.8时为0.622%/MW.Km。
则每根电缆线路电压降为：
△U1%=（3.94003×0.43×0.622%）÷3＝0.351%＜5%
其中，井下负荷为3.94003MW,线路长0.66km。
由上校验可知下井电缆安全载流量及电压降均符合要求，当一回路电缆故障时，其余电缆能保证井下全部负荷用电。
㈢计算结果：
⒈电源线路供电能力：
400万t/a。
⒉变压器供电能力：
188.3万t/a。
⒊矿井供电系统能力：
188.3万t/a。
四、井下运输系统生产能力核定
一、概况
煤流运输：
井下煤流运输系统基本情况为矿井西翼开采，共布置1个炮采工作面、1个综采面。
其煤流运输系统为工作面顺槽皮带运输、采区皮带运输、主运输皮带运输进入井底煤仓，由仓下给煤机运输至装载皮带给入箕斗提升至地面。
辅助运输：
井下轨道辅助运输在-235水平大巷，采用GTL8GB-110型电瓶车2台，主要用于运送矸石、物料、人员的辅助运输，各种行车、调度信号设施齐全，安全标志齐全、醒目，车场、巷道内照明符合规定，能够满足井下运输矸石、物料、人员的需要。
井下轨道运输不运送原煤，可以不对其核定生产能力。
二、计算过程及结果
1、西翼：
顺槽长度为1490米，角度0~3度，采用两部DTL80/40/2*75型皮带进行运输，该皮带速度为2.0m/s，设计运输运力400吨/小时。
上仓一部皮带（DTL-100/40/90型）运至主井底煤仓，该皮带速度为2.5m/s，设计运输运力400吨/小时，运至主井井底煤仓。
2、七采区：
工作面顺槽长度为1420米，角度8-14度，采用3部皮带运输，分别为DSJ80/40/2*160型、DSJ80/40/2*55型、DTL80/40/2*75型皮带进行运输，该皮带速度为2m/s，设计运输运力400吨/小时。
七采区仓底装备一台GMW-3型给煤机，给煤机输送能力为250t/h。
3、九采区：
工作面顺槽长度为1160米，角度8-15度，采用4部皮带运输，分别为DSJ80/40/2*55型两部、DSJ80/40/40型两部皮带进行运输，该皮带速度为2m/s，设计运输运力400吨/小时。
九采区仓底装备一台GMW-3型给煤机，给煤机输送能力为250t/h。
综上分析，运输系统中最小运输量环节设备能力为煤仓给煤机的给料能力：
250t/h。
井下运输系统生产能力为
A=
（万t/a）
式中：
A——年运输量，万t/a；
k——输送系统最小运输量，取250t；
B——输送机带宽，0.8m；
v——输送机带速，2m/s；
C——输送机倾角系数，取0.91；
k1——运输不均匀系数，取1.2；
у——松散煤堆容重，t/m3，取0.85；
t——日运输时间，取16h。
代入数据，计算
则井下运输系统生产能力为
A=
=
=143.6（万t/a）
五、矿井压风能力核定
我矿工业广场压风机房共设有3台空气压缩机，型号为SA250W-6K型螺杆式空气压缩机，电动机功率250kW，额定容积流量40.5m3/min，工作压力为0.8MPa；一台检修、一台备用、一台运行，在用机供风量为40.5m3/min。
压风机房管路原理图：
供风方式为集中供风，干管放射式，主干风管使用Ф159*4.5mm，沿副井井筒敷设至井下。
一、矿井压风风量计算
1、用风情况：
各地点用风设备：
名称
喷浆机
风钻
风镐
风泵
数量
1
6
3
2
单台耗风
5
2.6
1.5
0.8
则压风机必须的供风量
计算公式：
Q=a1a2γ
其中：
a1------漏风系数，取1.2
a2------机械磨损耗风量增加系数，取1.15
γ------海拔高度修正系数，取1.03
ni、qi：
分别为各用风设备台数和每台用风设备的用风量，根据我矿实际得：
n1=1，q1=5m3/min；
n2=6，q2=2.6m3/min；
n3=3，q3=1.5m3/min；
n4=2，q4=0.8m3/min
ki：
各地点用风系数，取0.9
则矿井所需压风量为：
Q=a1a2γ
=1.2*1.15*1.03*（1*5*0.9+6*2.6*0.9+3*1.5*0.9+2*0.8*0.9）
=34.2m3/min<40.5m3/min
所以，现用设备满足矿井压风量使用要求。
2、压风管路的核定
从压风机房敷设一路Ф159管子向井下供风。
矿井所需供风量为34.2m3/h，则压风管路直径应为：
d=6.5L0.2Q0.37
其中：
d——选用管路的直径，mm；
L——管路输送长度，取3000m；
Q——矿井供风量，Q=34.2m3/min。
代入数据，则矿井压风管路直径计算得：
d=6.5L0.2Q0.37
=6.5*30000.2*34.20.37
=6.5*10.04*2.17
=141.6（mm）
即现在用Ф159mm管子满足压风使用要求。
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