6第六章 提升通风排水设备和其他设备.docx

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6第六章提升通风排水设备和其他设备

第六章提升、通风、排水设备和其他设备

第一节主井提升设备

（一）设计条件及参数

1、设计条件

崔家沟煤矿是设计生产能力为1.20Mt/a的矿井。

矿井采用斜井开拓方式，新开凿一主斜井，倾角为16°，作胶带运输机提升运煤。

井下设置煤仓，原煤经煤仓缓冲后，给入主斜井带式输送机上，提升至地面。

2、运输量

井下主采1-2、2-2煤层，采用综合机械化采煤方法。

两层煤各设置一个煤仓，共用一条主斜井带式输送机，经煤仓缓冲后，主斜井带式输送机运输能力确定为Q=400t/h。

3、带宽和带速

根据主斜井带式输送机的运量及粒度要求，确定主斜井带式输送机的带宽为B=1000mm，带速为V=3.15m/s。

（二）设备选型计算

1、圆周驱动力Fu的计算

Fu=CfLg[qR0+qRu+（2qB+qG）cosδ]+FS1+FS2+qGHg

式中：

C——附加阻力系数，取C=1.24；

f——模拟摩擦系数，取f=0.03；

L——输送机长度，L=461m；

qR0——承载分支托辊组每米长度旋转部分重量，qR0=15.75kg/m；

qRu——回程分支托辊组每米长度旋转部分重量，qRu=5.36kg/m；

qB——每米长度输送带质量，qB=24.7kg/m；

qG——每米长输送物料质量，qG=35.27kg/m；

FS1——主要特种阻力；

FS2——附加特种阻力；

H——物料提升高度，H=127m；

δ——输送机倾角，δ=16°。

经计算Fu=66088N。

2、驱动功率计算：

传动滚筒轴功率PA=Fu×v/1000

电动机功率PM=PA/（ηηˊη"）

计算得前期电机功率为N=292kW，取N=315kW。

3、带强及静安全系数

设计选用钢绳芯阻燃抗静电胶带输送机，带强St1250N/mm。

经计算Smax=120580N，静安全系数m=1250×1000/120580=10.37。

（三）驱动装置的选择

主斜井带式输送机是矿井生产的重要设备，也是矿井咽喉，设计采用电动机+减速器+调速型液力偶合器装置，用来改善胶带设备的启动性能。

系统简单、可靠，适应环境能力强，投资省。

为胶带输送机安全运行，在胶带机机头部分设置制动器与逆止器。

并且，在胶带机机头部分设置电子胶带称，用于原煤计量，并和监控系统联网。

（四）选型结果

经计算，主提升胶带机参数如下

1、输送机：

DTⅡA型带式输送机，带宽B=1000mm，带速V=3.15m/s，胶带机长L=461m，倾角β=16°，运量Q=400t/h。

单滚筒单电机驱动，尾部采用自控液压拉紧装置，型号为DYL-01-4/15。

2、输送带：

钢绳芯阻燃抗静电胶带，B=1000mm，St=1250N/mm；

3、电动机：

YB450M2-4（315kW,10kV）1台；

4、减速器：

ZSY450—251台；

5、逆止器：

DSN0381台；

6、偶合器：

YOTCS5601台；

7、制动器：

YWZ5-500/801台。

胶带机设有防跑偏、打滑、断带、沿线急停等各种保护装置，依据故障性质和程度，分别动作于事故报警或紧急停机。

主斜井提升输送机特征图见图6—1—1。

主斜井提升输送机设计计算见表6—1—1。

表6-1-1主斜井提升输送机设计计算表

序号

项目

内容

1

已知条件

Q=400t/h，V=3.15m/s，B=1000mm，L=461m，α=16º

2

技术特征

qR0=15.75kg/m，qRU=5.36kg/m，qB=24.7kg/m，qG=35.27kg/m

f=0.03，eμα=2.85，St1250

电机YB450M2-4，N=315kW，减速器ZSY450—25，i=25

拉紧：

自控液压拉紧装置

第二节架空乘人装置

一、概况

本矿井设计规模1.20Mt/a，矿井年工作330d，每天净提升时间16h。

矿井采用一对斜井开拓方式，主斜井安装胶带输送机，担负全矿井提煤任务；副斜井利用无轨胶轮车提升矸石、下放人员及材料，设计在主斜井选用煤矿架空乘人装置，俗称猴车。

即由驱动装置输出动力带动钢丝绳循环往复运转，从而实现对胶带输送机的检修、巡视及工器具材料的运输，也可承担部分零星人员的上下井任务。

其主要由驱动装置、乘人装置、回绳装置、张紧装置和电控系统组成。

二、设计依据

斜长：

初期：

445m；后期：

955m；

坡度：

α=16°。

三、主要参数的确定

1、预选电动机：

YB2－250M－637kWn=980转/min；

2、预选驱动轮：

直径D=1.4m；

3、预选减速机：

i＝80；

钢丝绳运行速度：

V=K×（πd/60）×n/i=0.88m/s；

K—钢丝绳运行时蠕动系数，取K=0.98；

4、预选钢丝绳22NAT6×19S＋FC－1570－ZZ－251－178GB/T8918－2006；

钢丝破断拉力总和;：

Fk=304KN；

5、乘坐间距为λ1=12m则运输效率：

Q=3600×V/2λ1=132人次/h；

6、托轮间距:

λ2=10m；

7、驱动轮绳槽与牵引钢丝绳的摩擦系数μ=0.25,钢丝绳与托轮间阻力系数ω,动力运行时取ω=0.02,制动运行时取ω=0.015；

8、牵引绳在驱动轮上的围包角α=180°。

四、牵引钢丝绳张力的计算

1、最小点张力的计算

经计算：

Fmin＝17462（N）。

2、牵引力的计算

牵引力的计算应按最不利的工况计算，当下放侧无人乘座而上升侧满员时（动力运行状态），线路运行阻力最大：

f上＝25196（N）；

f下＝－4394（N）；

各点张力：

F3＝Fmin=17462N；

F4＝1.01×F3=17637（N）；

F1＝F4＋f上＝42833（N）；

F2＝F3－f下＝21856（N）。

上式计算中：

F1—驱动轮进绳侧钢丝绳张力；

F2—驱动轮出绳侧钢丝绳张力；

F3—迂回轮进绳侧钢丝绳张力；

F4—迂回轮出绳侧钢丝绳张力；

Q1—人体重量,取Q1＝80Kg；

Q2—吊椅重量,取Q2＝5Kg；

L――巷道斜长为955＋28=983m；

则：

驱动轮牵引力为：

F＝F1－F2＝20977N。

五、驱动轮防滑校验

动力运行状态，且F1－F2＞0；

F1/F2＝1.96＜eμα＝2.19，符合要求。

六、电动机功率的计算

动力运行时：

Ne=K×（F1－F2）×V/1000×η=24.98（kW）

考虑到富裕量，选取型号为YB2－250M－6型电动机；

额定功率：

37kW；

额定电压：

380/660V；

额定转速：

980r/min；

效率：

90.5％。

七、牵引钢丝绳校核

根据：

Fk=m×Fmax；

Fk—钢丝绳破断拉力总和；

m—钢丝绳最低安全系数，取m=6；

Fmax—最大张力点张力；

则：

m=FK/Fmax=304714/42833=7.11＞6；

所选钢丝绳符合要求

八、拉紧行程（S）

根据本矿实际取S＝0.01×L＝9，取13m。

九、尾轮拉紧力

F拉=F3＋F4=35099（N）=3578Kg

采用四滑轮八绳牵引尾轮,拉紧重锤重量为450Kg。

十、减速机选型

根据驱动轮直径为1400mm计算，要求减速机的输出扭矩为:

（F1－F2）×D/2＝14683.9N.m

选定减速机型号为MC3R06－80－04型；

其额定输出扭矩为24.7KN.m；

符合设计要求。

根据以上计算，选用RJDHY型煤矿用单向活动抱索器架空乘人装置，其主要技术参数如下：

最大坡度：

16°;

最大工作距离：

983m：

驱动电动机功率：

37kW；

运输速度：

0.88m/s；

钢丝绳直径：

22mm；

钢丝绳公称抗拉强度：

1570Mpa；

钢丝破断拉力总和：

304kN；

驱动轮直径：

1400mm；

迂回轮直径：

1400mm；

系统电压：

380/660V；

尾轮张紧行程：

13m；

最大输送效率：

132人/h；

尾轮张紧重锤：

450㎏；

托轮间距：

10m；

吊椅间距：

12m。

第三节通风设备

一、设计依据

本矿井为低瓦斯矿井，通风系统采用中央并列式通风系统抽出式通风方式，由主斜井、副斜井进风，回风斜井回风。

矿井通风需要的风量：

矿井容易时期：

主斜井：

38.2m3／s；

副斜井：

46.8m3／s；

总风量：

85m3／s；

矿井困难时期：

主斜井：

52.7m3／s；

副斜井：

32.3m3／s；

总风量：

85m3／s。

矿井通风负压：

矿井容易时期：

613.24Pa；

等积孔：

4.08m2；

矿井困难时期：

1344.32Pa；

等积孔：

2.76m2。

二、设备选型

1、通风机需要的风量和风压

风量：

Q=1.05×85＝89.25m3/s；

风压：

矿井容易时期h1＝865Pa；

矿井困难时期h2＝1600Pa。

2、通风机选型

根据计算的崔家沟煤矿所需风量、风压值，适合该矿通风参数的通风机类型较多、参数也比较接近，若不进行通风机方案比较，很难确定选择那一种通风机。

根据计算的该矿所需风量、风压值，经对FBCDZ—10—№25（B）型、FBCDZ—10—№26（B）型等防爆抽出式对旋轴流式通风机进行计算及参数比较，方案比较详见表6－3－1，，从表中可以看出，两方案无论是从运行效率、运行电耗指标等方面均差距不大，但25B型设备投资小于26B型，而26B型电耗小于25B型，综合分析比较，设计最终选用FBCDZ—10—№25B型防爆抽出式对旋轴流式通风机，其风量范围为48—121m3/s，风压范围为900—2100Pa，配带YBFe355L1—10型电动机，电机率2×160kW，电压10kV，

表6-3-1通风机选型方案比较

方案一

方案二

风机型号

FBCDZ－10－№25（B）

FBCDZ－10－№26（B）

风量范围

48~121m3/s

55~143m3/s

风压范围

900~2100Pa

950~2490Pa

转速

580r/min

580r/min

通

风

机

工

况

点

参

数

容易时期

Q=97m3/s

Q=96m3/s

H=1023Pa

H=978Pa

η=78%

η=78%

θ=30°

θ=27°

轴功率＝127.14kW

轴功率＝120.29kW

电动机功率＝149.2kW

电动机功率＝141.16kW

困难时期

Q=93m3/s

Q=933/s

H=1726Pa

H=1727Pa

η=84%

η=84%

θ=33°

θ=30°

轴功率＝190.97kW

轴功率＝191.09kW

电动机功率＝224.1kW

电动机功率＝224.23kW

耗

电

量

容

易

时

期

1286378kW.h/a

1217058kW.h/a

0.411kW.h/Mm3Pa

0.411kW.h/Mm3Pa

困

难

时

期

1932153kW.h/a

1933274kW.h/a

0.3817kW.h/Mm3Pa

0.3817kW.h/Mm3Pa

设备及电耗费用

设备140万元，电耗160万元

设备160万元，电耗158万元

主轴转速为580r/min。

根据本矿通风网络特性曲线方程：

Hmax=0.20086Q2；

Hmin=0.10859Q2。

通风机工况如下：

矿井通风容易时期

风量97m3/s；

风压1023Pa；

叶片角度30°；

效率78％；

轴功率127.14kW。

矿井通风困难时期

风量93m3/s；

风压1726Pa；

叶片角度33°；

效率84％；

轴功率190.97kW。

通风机性能曲线见图6-3-1。

三、通风电耗

矿井通风容易时期：

128.6378×104kW.h/a；

矿井通风困难时期：

193.2153×104kW.h/a；

矿井通风容易时期：

0.411kW.h/Mm3Pa；

矿井通风困难时期：

0.3817kW.h/Mm3Pa。

四、通风设施

矿井在回风斜井附近安装两台FBCDZ—10—№25（B）型隔爆对旋轴流通风机，其中一台工作，一台备用。

为便于工作风机和备用风机倒换运行，在回风斜井风硐出口和通风机机体之间建有风门间。

两台通风机通过风道和垂直闸门进行倒换。

为满足通风机性能测定和试运转需要设置水平进风门。

垂直闸门和水平进风门由JMB－4型电动、手动风门绞车进行操作。

每台JMB－4型电动、手动风门绞车拉力40KN,配套YB160M2－8型电动机，功率7.5kW、电压380V、转速750r/min。

通风机露天放置，采用轨道固定方式安装，不建通风机房。

但应建遮盖棚以有效保护风机机体。

另外需设电控值班室和风门间，垂直闸门、水平进风门和JMB－4型风门绞车均安装在风门间内。

为降低通风机出风侧的空气动力噪声，在通风机出风侧水平段风筒内装设阻式消声器。

通风机采用反转反风。

反风量达70m3/s以上，占正常供风量的80％。

经校验电动机的正常启动容量和反风容量均满足要求。

第四节矿井主排水设备

一、设计依据

矿井正常涌水量26m3/h;

矿井最大涌水量33m3／h；

主斜井井口标高＋1221.50m；

主斜井井底标高＋1130.00m；

主斜井井筒斜长332m

主斜井井筒倾角16°；

主斜井井筒垂高91.5m。

二、排水系统

井下主排水泵房设在主斜井2-2煤层井底附近。

井下涌水汇集于主水仓内，经由井下主排水泵房的水泵和敷设于主斜井井筒内的排水管路、以及地面管路，排至设在工业场地上的井下水处理站调节池内。

三、设备选型

1、设计要求工作水泵最小排水能力

矿井正常涌水量时QR=1.2×26=31.2m3/h；

矿井最大涌水量时QB=1.2×33=39.6m3／h。

2、水泵选型

根据崔家沟煤矿的涌水量和排水高度,可用于该矿井下排水的水泵经从各类型排水泵中筛选后,设计选用MD46－30×4型矿用耐磨单吸多级分段式离心水泵三台，其中一台工作，一台备用，一台检修。

其水泵工况按照一台水泵对应于1趟管路确定，计算如下：

管路特性方程

管路运行初期Hch=（96.5+0.012143Q2）m；

管路淤积后Hyh=（96.5+0.02064Q2）m。

其单台水泵运行工况点技术参数如下：

管路运行初期：

流量46.7m3/h；

扬程123m；

效率69％。

管路淤积时：

流量40m3/h；

扬程130m；

效率67.5％。

主排水泵工作状况特性曲线见图6-4-1。

泵房按三台水泵两趟管路布置，矿井正常涌水量时，一台工作，一台备用，一台检修；最大涌水量时二台工作。

主排水泵房排水系统图见图6-4-2。

3、电动机选型

水泵轴功率：

管路运行初期23.124kW；

管路淤积时21.4kW。

每台水泵选配YB200L2—2型隔爆电动机一台。

其功率为37kW，电压660V,转速2950r/min，效率90％。

4、排水管路

排水管路沿主斜井井筒敷设两趟，选用￠108×4.5无缝钢管，管路铺设长度400×2m。

矿井正常涌水量时，一趟工作，一趟备用；最大涌水量时，两趟同时工作。

5、水泵昼夜工作时间

矿井正常涌水量时：

管路运行初期13.36h；

管路淤积时期15.6h；

矿井最大涌水量时：

管路运行初期8.48h；

管路淤积时期9.9h。

6、排水电耗

年排水电耗：

管路运行初期138379kW·h/a；

管路淤积时期149533kW·h/a；

排出1m3井下涌水电耗管路运行初期0.58kW·h；

管路淤积时期0.626kW·h；

吨煤排水电耗管路运行初期0.115kW·h；

管路淤积时期0.125kW·h。

第五节压缩空气设备

一、设计依据

矿井投产时，井下在1－2煤层布置一个综采工作面、一个综掘工作面和一个炮掘工作面。

掘进工作面配置四台HPZ—5B型混凝土喷射机（使用2台），压缩空气消耗量7～8m3/min，工作压力0.4Mpa；配置FG8.3型风镐4台（使用2台），压缩空气消耗量1.2m3/min。

二、压缩空气设备选型

1、设计计算压缩空气需要量

计入压缩空气管路漏损、风动机械磨损后耗气量增加、海拔高度对空气压缩机排气量影响和风动工具同时使用系数等因素后，设计计算井下压缩空气需要总量为：

Q=1.2×1.15×1.02×｛（2×8×0.96）＋（2×1.2×0.96）｝=24.86m3/min

式中：

1.2—管路漏风系数

1.15—机械摩损耗风量增加系数

1.02—海拔高度修正系数

0.96—混凝土喷射机同时使用系数。

2、压缩空气设备选型

可供本矿选择的空气压缩机有活塞式压缩机和螺杆式压缩机。

老式的活塞压缩机噪音大，效率低，经济性差，维护、维修极为不便。

而新型的螺杆式压缩机噪音低，效率高，经济性、可靠性、安全性都优于活塞式压缩机。

因之，本设计选用高可靠性高效率的F160型螺杆式空气压缩机。

矿井工业场地建空气压缩机站一座，站内设置F160型螺杆空气压缩机2台，其中一台工作，一台备用。

每台空气压缩机主要技术参数为：

排气量28.5m3/min；

额定排气压力0.85Mpa；

冷却方式风冷式。

配带电动机

功率160kW；

电压380V；

转速1480r/min。

外形尺寸（长×宽×高）2650mm×1550mm×1830mm

设备质量3955kg

三、压缩空气管路

压缩空气最远供气点距离约为3.3km。

压缩空气主干管沿主斜井井筒敷设，选用φ133×4.5无缝钢管。

井下干管沿胶带运输大巷架空敷设，选用φ89×4.0无缝钢管。

在各工作面运输大巷预留φ89×4.0无缝钢管管路分支接口。

所有管路及管件均做防腐处理。

在主斜井井口、井底及井下管道最低部分设置油水分离器。

四、空气压缩机站

空气压缩机站长12m，宽8m。

站内设空气压缩机间，配电、控制室，值班室等。

站内设起重量为4t的单梁手动起重机一台，跨度8m，梁底标高5.0m。

为稳定压气管道中的压力，减少震动，减弱空气压缩机排出的周期脉动气流的作用，空气压缩机站外设置二台C-3/1.0型储气罐。

空气压缩机站外的储气罐应设置在遮阳棚下，储气罐上安装有动作可靠的安全阀和放水阀，在储气罐出口管路上安装可靠的释压阀，且释压阀的口径不得小于出风管的直径。

空气压缩机设计有压力表和安全阀，装设有断油保护装置和断油信号显示装置、温度保护装置和超温保护装置；吸气口设置过滤装置。

空压机、联轴器、电动机及其它辅助设备均整体安装在柜箱内达到安全防护。

柜箱内侧有吸音材料降低噪音，柜箱上部设排风装置，排出室外，降低温度，防止积炭。

机房内设有安全出口。

第六节氮气防灭火设备

矿井建设规模1.20Mt/a，井下在1－2号煤层布置一个综采工作面，由于本矿开采煤层为自然发火煤层，具有自燃倾向，工作面正常回采期间防灭火采用拖管间歇注氮方式，根据工作面推进情况适时注氮。

一、设计依据

矿井工作面防、灭火注氮流量的大小主要取决于采空区的几何形状、氧化带空间大小、岩石冒落程度、漏风量大小、火源范围、燃烧时间的长短以及区内气体成分的变化等诸多因素。

本设计依据MT/T701—1997标准中推荐的按采空区氧化带含氧量计算的方法以及国内外其它经验计算办法，以确定该矿防灭火注氮流量。

二、防、灭火注氮参数计算

1、防火注氮参数计算

1、按采空区氧化带含氧量计算

根据

式中：

QN——注氮流量，m3/h;

Q0——采空区氧化带内漏风量，m3/min;

C1——从空区氧化带内平均氧浓度，20％～10％；

C2——采空区惰化指标，取7％；

CN——注入氮气的浓度，取97％；

经计算，QN=900m3/h。

2、按产量计算

根据

式中：

QN——注氮流量，m3/h;

A——年产量，t;

r——煤的密度，t/;m3

t——年工作日，取330d;

η1————管路输氮效率，取0.9；

η2——采空区注氮防火效率，一般取0.3～0.7；

C1——采空区空气平均含氧量，取20.9％；

C2——采空区防火惰化指标，规程规定为7％；

经计算，QN=514m3/h。

3、按瓦斯量计算

根据

式中：

Q0——工作面风量，m3/min,取900m3/min;

C——采区工作面回风巷中的瓦斯浓度，取0.1％。

经计算QN=545m3/h。

4、按吨煤注氮量计算

根据

式中：

QN——注氮量，m3/min;

A——年产量，t;

K——工作面回采率，取93％。

经计算，QN=705m3/h。

2、灭火注氮参数计算

对于扑灭采空区火灾，注氮量按下式计算：

根据

式中：

Q0——火区体积，m3;

C1——火区原始氧含量，取6％；

C2——注氮后达到的氧含量，取3％。

Q0=200×2.04×97×0.93=36806m3

=36806m3

火区惰化时间如取5d（120h），则综采面灭火注氮量：

根据上述对防、灭火注氮流量的计算，结合国内外的应用经验，按注氮流量最大值的原则。

工作面的防、灭火注氮流量均取900m3/h。

考虑到安全备用系数，则该矿综采工作面需要的最大注氮量为：

QN=900×1.5=1350m3/h。

三、制氮设备选型

设计计算制氮设备需要产氮量为1350m3/h。

经设计比较，选用二台北京测控公司生产的DM—700/8型井下移动式膜分离制氮气设备，其主要参数为：

氮气产量700Nm3/h；

氮气纯度97％；

氮气输出压力0.1～1.1Mpa；

装机功率2×132kW；

冷却方式风冷；

外形尺寸3×1.2×1.68m；

平板车数量（辆）4。

四、氮气输送管路

井下移动制氮机设置在辅助运输大巷和主运输大巷之间的联络巷中，氮气管路沿综采工作面进风巷底板铺设，管路采用￠133×5无缝钢管，设置一趟；采区或工作面支管采用￠108×4.5无缝钢管。

氮气输送管路及管件均应做防腐处理。