7 第七章提升通风排水和压缩空气设备111.docx
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7第七章提升通风排水和压缩空气设备111
第七章提升、通风、排水、压缩空气设备
本章设计变更简述：
设计变更将原副立井关闭，新掘一副斜井，担负设备、材料、矸石的升降任务。
设计在主斜井带式输送机一侧安装一部摘挂式架空乘人装置，采用正反向运行方式，担负人员的升降任务。
通风设备根据修正后的矿井通风系统设计进行验算。
井下排水增加了应急排水系统。
压风系统在原有两台空气压缩机的基础上增加一台。
7.1提升设备
7.1.1主斜井提升设备
主斜井斜长347m，倾角18°，井筒内已安装设一台钢绳芯带式输送机，担负矿井原煤提升任务。
另一侧设检修道及摘挂式架空乘人装置，架空乘人装置采用正反向运行方式，担负人员的升降任务。
7.1.1.1主斜井带式输送机
主斜井带式输送机技术特征见表7-1-1。
主斜井井口房设660V配电室一座，从矿井10kV变电所660V不同母线段分别引两回660V电源，一回路工作，另一回路备用。
主斜井带式输送机均配用一套集监测、控制、信号、通信为一体的KJ2002带式输送机监控系统，为分级分布式结构，具有较高的运行可靠性和使用灵活型，显示功能强，联网方便，设有驱动滚筒打滑、堆煤、跑偏、撕裂、温度、烟雾、超速、胶带张力下降、电动机过载、电机超温等项保护功能。
本次设计维持主斜井原有带式输送机不变。
表7-1-1主斜井带式输送机规格特征表
项目特征
单位
型号及参数
运输长度（m）、坡度（°）
L＝362mα＝18°
带
式
输
送
机
型号
TD75型带式输送机
运输量
t/h
150
带速
m/s
1.6
带宽
mm
1000
输送带型号
N/mm
ST/S630,带强630N/mm阻燃防静电钢丝绳芯
电动机型号及功率
YB2-280S-4N=75kW两台
减速器型号
ZSY355-50两台
液力偶合器
YOXⅡZ450两台（水介质）
逆止器
DSN090两台
制动器
BYWZ5-315/50两台
拉紧方式
尾部重载小车拉紧方式
7.1.1.2主斜井架空乘人装置选型
主斜井装备一部摘挂式架空乘人装置，架空乘人装置采用正反向运行方式，担负人员的升降任务。
架空乘人装置选型计算如下：
1、计算依据：
井口标高+786.56m
井底标高+679.33m
井筒斜长L=347m；
巷道坡度β=18°；
运行速度V=1.2m/s；
人员质量Q1=75kg；
吊椅质量Q2=15kg；
乘人间距λ=8m；
钢丝绳直径d=20mm；
钢丝绳公称抗拉强度Qp=1670MPa；
钢丝绳每米质量qo=1.44kg/m；
钢丝绳钢丝破断拉力总和Q
=267kN；
钢丝绳运行阻力系数ω=0.020；
驱动轮直径D=1200m；
最大班运送人员数量n=75人；
2、运输能力验算：
每小时乘人数：
Qrh＝3600V/λ＝540人/h，
单边乘人数：
Qrd＝L/λ＝43人/h
实际运送人数：
Qr＝Qrh-Qrd＝497人/h。
实际运输人员时间T＝Qr/n＝0.15h＜1.0h，符合规范要求。
通过验算可知，架空乘人装置运输能力能够满足生产要求。
3、牵引钢丝绳张力的验算：
（1）最小点张力的计算
最小张力点的张力Smin＝1200qog＝16952N
（2）各点张力的计算
满员提升时（动力运行状态）运行阻力：
上升侧：
W4-1＝[qo+（Q1+Q2）/λ]（ωcosβ+sinβ）Lg＝14170N
下放侧：
W2-3＝qo（ωcosβ－sinβ）Lg＝-1422N
各点张力：
机尾：
S3＝Smin＝16952N；S4＝1.01S3＝17121N
机头：
S1＝S4＋W4－1＝31292N；S2＝S3-W2－3＝18373N
满员下放时（制动运行状态）运行阻力为：
上升侧：
Ｗ4-1＝q0（ωcosβ＋sinβ）Lg＝1608
下放侧：
W2-3=[q0+（Q1+Q2）/λ]（ωcosβ－sinβ）Lg＝-12527
各点张力：
机尾：
S3＝Smin＝16952N；S4＝1.01S3＝17121N
机头：
S1＝S4+W4-1＝18279N；S2＝S3-W2-3＝29479N
4、驱动轮防滑校验：
当满员提升时，处于动力运行状态：
S1－S2＞0，S1/S2＝1.70＜еμα＝1.87，符合要求。
当满员下放时，处于制动运行状态：
S1－S2＜0，S2/S1＝1.57＜еμα＝1.87，符合要求。
其中：
牵引绳在驱动轮上的围包角а=180°，牵引绳与驱动轮间的摩擦系数μ=0.2。
5、制动装置制动力矩的验算
制动力矩按满员提升时（动力运行状态）运行时计算：
M=
＝942N.m
式中：
M——制动力矩，N.m；
K——富裕系数，取1.75；
i——减速器速比，40；
6、电动机功率的验算
动力运行时：
Ne＝Kb（S1－S2）V/1000η＝26kW
制动运行时：
Ne=Kb（S2－S1）V/1000η＝22kW
其中：
电动机功率备用系数Kb=1.35；传动效率η=0.8
选择功率为37kW电动机，可满足要求。
7、牵引钢丝绳安全系数验算
满员提升时钢丝绳张力最大。
最大张力点张力Smax＝S1＝31292N
钢丝绳安全系数n＝1000QΣ/Smax=8.5。
根据《煤矿安全规程》规程，钢丝绳安全系数不得低于6，符合要求。
8、钢丝绳直径与驱动滚筒直径之比验算：
D/d＝1200/20＝60≤60，符合安全规程的规定。
9、选型结论
根据计算，主斜井选用一部RJY-37型架空乘人装置可满足运输人员需要。
架空乘人装置主要技术参数见表7-1-4。
10、配电、控制及保护
在主斜井井口房设电控室，主斜井架空乘人装置（猴车）双回380V电源由电控室操控，采用直接起动方式，可实现就地和远方启停、急停操作。
架空乘人装置选用可靠的防掉绳和轮系装置，使运行中的钢丝绳不掉绳。
此外还设有全线紧急停车保护，电机电压、电流保护。
11、运行安全措施
为了使人员运输安全可靠，上下人地点要在平段。
要加强设备维护和钢丝绳的检查，使架空乘人装置保持良好的运行状态。
运输线路要经常巡视，保持干净无阻碍。
要规范人员运输制度，做好人员上下井记录。
表7-1-4副斜井架空乘人装置主要技术参数表
序号
项目
规格及数值
1
驱动绳轮直径（mm）
φ1200
2
钢丝绳
型号规格（mm）
20NAT6×19S＋SF1670ZZ
抗拉强度（MPa）
1670
3
乘人运行速度（m/s）
1.2
4
电动机
型号
Y2-280S-8
功率（kW）
37
电压（V）
380
5
制动器
型号
YWZ－400/45
制动力矩（N.m）
1000
7.1.2副井提升设备变更
矿井原初步设计中采用副立井提升系统，副立井直径6.0m，垂深72m，装备双钩罐笼担负设备、材料及人员辅助提升任务。
原设计选用2JK-3/31.5E单绳缠绕式双滚筒提升机一台，主要技术参数：
滚筒直径为3.0m，滚筒宽度为1.5m，最大静张力为135kN，最大静张力差为90kN，减速比为31.5。
交流变频电动机型号为YSP-10，功率为280kW，最大提升速度为3.03m/s。
选用36-NAT-6×31WS＋FC-1770-ZZ-817-492型，绳径Ф36，光面钢丝绳，三角股，纤维芯，钢丝绳公称抗拉强度1770Mpa，右同向捻，钢丝绳最小破断拉力1001.6kN，单位绳重4.92kg/m。
采用副立井提升系统，地面场地受限，工作面支架需要解体后提升，运输环节较多，安全可靠性差。
因此设计与矿方反复研究论证后，对副井提升系统进行了变更，设计在场地内新掘副斜井，取代原副立井提升系统设计。
采用副斜井串车提升系统，可把材料、人员、设备从地面一次运输至北大巷口，减少了运输环节和设备，提高了运输效率，降低了运输成本，并且采用斜井提升，安全可靠性较高，管理维护及检修工作量较少，长期运营成本低。
副斜井提升系统设备选型计算如下。
7.1.3提升设备选型
副斜井设计采用单钩串车提升系统，装备一台单滚筒单绳缠绕式矿井提升机，担负材料及设备提升任务。
装备一部可摘挂式架空乘人装置，担负人员提升任务。
提升设备之间的距离，提升设备与井壁之间的距离均可以满足《煤炭安全规程》的规定。
详见副斜井断面图。
副斜井服务整个矿井15号煤层的开采，根据设计，矿井服务年限为15.7a。
工作面液压支架采取整体提升下放方式，15号煤液压支架重量为23500kg。
液压支架用重型平板车整体装载，经副斜井下放至井下或提升至地面。
副斜井井底变平后为摘挂钩平车场，摘挂钩车场巷道沿15号煤层底板布置，半圆拱形断面，净宽3.5m，净高3.55m，净断面11.11m2，长度15m，锚喷支护。
7.1.3.1提升机设备选型计算
1、提升系统设备选型计算采用数据：
井口标高：
+792m；
井底标高：
+703m；
井筒倾角：
18°；
井筒斜长：
L＝288m；
钢丝绳悬垂斜长：
Lc=370m；
1t固定箱式矿车自重：
G1＝610kg；
1t固定箱式矿车装载普通物料载重：
G2＝1000kg；
1t固定箱式矿车装载矸石载重：
G3＝1700kg；
1t箱式矿车允许最大牵引力：
Fq1＝60000N；
最大件质量（整体液压支架）：
G4=23500kg；
25t平板车质量：
G5＝1750kg；
25t平板车允许最大牵引力：
Fq2＝140000N；
矿车与轨面的摩擦阻力系数：
f1=0.01；
钢丝绳与地辊及部分底板的摩擦阻力系数：
f2=0.2；
2、提升机所需最大静张力计算：
初选钢丝绳自重P=3.71kg/m：
提普通散料时（每次提放3个车）：
F1＝n（G1+G2）（Sinα+f1cosα）g+PLc（Sinα+f2cosα）g＝21815N＜Fq1
提矸石时（每次提放3个车）：
F2＝n（G1+G3）（Sinα+f1cosα）g+PLc（Sinα+f2cosα）g＝28377N＜Fq1
下大件设备时：
F3＝（G4+G5）（Sinα+f1cosα）g+PLc（Sinα+f2cosα）g＝85623N＜Fq2
根据计算，选择一台JK－2.5/30E型单滚筒单绳缠绕式矿井提升机作为副斜井提升设备，其主要技术参数见表7-1-2。
3、钢丝绳选型计算
钢丝绳所需的总破断力为（按提升大件时计算）：
F绳=m×F3=556548N
式中：
m——钢丝绳安全系数，6.5；
F绳——钢丝绳最小钢丝破断拉力总和；
根据计算，选择提升钢丝绳为30NAT6V×18+FC1570ZZ型钢丝绳，直径为φ30mm，自重3.71kg/m，最小钢丝破断拉力总和为611524N。
（1）钢丝绳实际安全系数验算：
提普通散料时：
m=F绳/F1=28.0＞6.5，符合《煤矿安全规程》要求。
提矸石时：
m=F绳/F2=21.5＞6.5，符合《煤矿安全规程》要求。
提大件设备时：
m=F绳/F3=7.1＞6.5，符合《煤矿安全规程》要求。
表7-1-2副斜井提升系统参数表
序号
名称
单位
参数
1
提升机
型号
JK-2.5/30E
滚筒直径
mm
2500
滚筒宽度
mm
2000
滚筒个数
个
1
最大静张力
kN
90
最大静张力差
kN
90
减速比
30
传动效率
%
92
变位质量
kg
133317
最大提升速度
m/s
2.5
提升大件速度
m/s
1.5
2
天轮
型号
TSG2500/17
直径
mm
2500
个数
个
1
变位质量
kg
550
3
电动机
型号
YPT5004-10
功率
kW
315
转速
r/min
590
电压
V
660
转动惯量
kg.m2
24
过载能力
1.8
励磁方式
他励
冷却方式
强制风冷
防护等级
IP54
绝缘等级
F级
附件
光电编码器/定子绕组测温元件
4
钢丝绳
型号
30NAT6V×18+FC1570ZZ
直径
mm
30
单位长度重量
kg/m
3.17
抗拉强度
MPa
1570
最小钢丝破断拉力总和
N
611524
（2）提升机滚筒直径和钢丝绳直径之比验算：
i=D/d=2.5/0.03=83.33＞80，符合《煤矿安全规程》要求。
式中：
D——滚筒直径，2.5m；
d——钢丝绳直径，0.03m；
4、滚筒宽度验算：
B=（
+n1+n2）（d+ε）/m=0.51m＜2.0m
式中：
Lt——井筒斜长，288m；
Lm——钢丝绳检验预留长度，30m；
ε——绳间隙，0.003m。
m——允许缠绕层数，3层；
n1——摩擦圈数，3圈。
n2——“错圈”附加圈数，3圈。
所选提升机滚筒宽度满足钢丝绳缠绕要求。
5、电动机选型计算
提升普通散料，最大速度v1=2.5m/s：
N1=
=65.2kW
式中：
k——电动机备用系数，取1.1；
η——减速器传动效率，取0.92；
提升矸石时，最大速度v2=2.5m/s：
N2=
=84.8kW
提升大件设备时，最大速度v3=1.5m/s：
N3=
=153.6k’W
按提升大件设备时需要的扭矩计算电机功率：
N3=
=264.4kW
式中：
n——电机转速，590r/min；
i——减速器速比，30；
根据计算，选用一台YPT5004-10型专用交流变频电动机，电压660V，功率315kW。
转速592r/min，转动惯量J=24kg.m2。
6、天轮选型验算
选择TSG
型天轮，直径为2500mm；
天轮直径与钢丝绳直径之比为：
2500/30=83.33≥60，符合要求。
7、提升系统变位质量：
（1）计算依据
提升机滚筒直径：
D=2.5m；
提升机包括减速器在内的变位质量：
Mj=13317kg；
天轮直径：
Dt=2.5m；
天轮旋转部分变位质量：
Mt=550kg；
电动机转子的转动惯量：
Jd=24kg.m2；
减速器速比：
i=30；
钢丝绳悬垂长度：
Lc=370m；
钢丝绳弦长：
Lx=40m；
钢丝绳单位质量：
P=3.71kg/m；
（2）计算结果
∑M=m+mc+LkP+Mt+Mj+Md
式中：
∑M——提升系统运动部分的变位质量总和，kg：
m——矿车载荷质量；
mc——矿车质量；
Lk——提升钢丝绳全长，Lk=Lc+Lx+Lm+3πD+0.5πDt；
Md——电机转子的变位质量，Md=4Jd（
）2
根据计算得：
提升普通散料时：
∑M1=30095kg；
提升矸石时：
∑M2=30764kg；
提升大件设备时：
∑M3=36600kg；
8、提升系统运动学计算
采用的运动学参数如下：
主加、减速度：
a1=a3=0.5m/s2
末减速度：
a5=0.3m/s2
提升普通散料正常速度：
v1=2.5m/s；
提升普通散料爬行速度：
v2=1.5m/s；
提升大件设备正常速度：
v3=1.5m/s；
提升大件设备爬行速度：
v4=0.5m/s；
井口车场运行距离：
L4=20m；
井下车场运行距离：
L5=20m；
休止时间：
θ=25s；
副斜井提升系统见图7-1-1。
副斜井提升速度图、力图见图7-1-2。
经过计算，单钩提升一次提升循环时间约Tg=334.2s
9、电动机容量校验
提普通散料及矸石时按最大速度2.5m/s对电动机进行容量校验。
提大件时正常速度为1.5m/s，按最大速度2.5m/s对电动机进行容量校验。
1）∑F2t计算：
∑F2t=
t0（F02+F0’2）+
t01（F012+F01’2）+
t1（F12+F1’2）+
t2（F22+F2F2’+F2’2）+
t3（F32+F3’2）+
t4（F42+F4’2）+
t5（F52+F5’2）
计算得：
提升普通散料时：
∑F12t1=2.85×1010kg2s；
提升矸石时：
∑F22t2=6.33×1010kg2s；
提升大件设备时：
∑F32t3=1.52×1012kg2s；
2）等效时间计算：
Td=C1（t0+t01+t1+t3+t4+t5）+t2+C2θ
式中：
C1——电动机低速运转时的散热不良系数，设计选用电动机采用独立强迫通风，取0.75；
C2——电动机停歇时的散热系数，取
。
计算得：
提升普通散料时：
Td1=136.33s；
提升矸石时：
Td2=136.33s；
提升大件设备时：
Td3=178.48s；
等效力计算：
Fd=（∑F2t/Td）1/2
计算得：
提升普通散料时：
Fd1=14434N；
提升矸石时：
Fd2=21578N；
提升大件设备时：
Fd3=92178N；
3）等效功率计算：
Nd=kFdVm/η
计算得：
提升普通散料时：
Nd1=43.1kW；
提升矸石时：
Nd2=64.5kW；
提升大件设备时：
Nd3=275.5kW；
4）电动机过载系数校验：
λ’=
＜λ
式中：
Fmax——提升过程最大力；
Vmax——提升过程最大速度；
Nde——电动机额定功率，315kW；
λ——电动机的过载能力，1.8
计算得：
提升普通散料时：
λ’1=0.27＜1.8；
提升矸石时：
λ’2=0.34＜1.8；
提升大件设备时：
λ’3=0.89＜1.8；
10、电耗计算：
1）一次提升实际电耗：
∑Ft=
t0（F0+F0’）+
t01（F01+F01’）+
t1（F1+F1’）+
t2（F2+F2’）+
t3（F3+F3’）+
t4（F4+F4’）+
t5（F5+F5’）
E=
式中：
ηd——电动机额定效率，0.951，
计算得：
提升普通散料时：
E1=1.54kWh/次；
提升矸石时：
E2=2.39kWh/次；
提升大件设备时：
E3=11.50kWh/次；
2）提升一次有效电耗：
E’=
计算得：
提升普通散料时：
E’1=1.17kWh/次；
提升矸石时：
E’2=1.68kWh/次；
提升大件设备时：
E’3=6.12kWh/次；
3）提升机效率：
ηt=E’/E
计算得：
提升普通散料时：
ηt1=0.76；
提升矸石时：
ηt2=0.70；
提升大件设备时：
ηt3=0.53；
11、最大班辅助作业时间平衡表
副斜井最大班作业时间平衡表，见表7-1-3。
最大班总作业时间为272.9min，即4.5h，小于设计规范规定的6h。
表7-1-3最大班作业时间平衡表
项目
单位
每班
提升量
每次
提升量
每班提
升次数
每次提升
时间（s）
每班提升
时间（min）
材料
车
90
3
30
345.3
172.7
矸石
车
45
3
15
345.3
86.3
设备
次
2
2
1
345.3
5.8
保健车
次
2
2
1
345.3
5.8
其它
次
8
4
2
345.3
11.5
共计
282.0
12、提升机配电及控制
提升机房设配电室和控制室，两回660V电源引自工业场地10kV变电所低压侧不同母线段，进线采用YJV22–1kV-4×185mm2铠装交联聚乙烯绝缘电力电缆，电缆沿场地内电缆沟敷设，供电距离约300m，担负提升机和乘人装置供电。
设660V变频器和低压开关，控制室设PLC集中控制系统。
13、提升机的节电
副斜井提升机是矿井用电量较大的设备，因此矿井应合理组织副斜井的辅助提升，减少零散提升，加强设备维护和保养，使提升机处于最佳的运行状态，提高运行效率，节能降耗。
7.2通风设备
7.2.1概述
矿井采用机械抽出式通风方法，采用中央并列式通风方式。
回风立井担负通风任务。
矿井原初步设计选用2台FBCDZ－8－№21C，防爆对旋轴流式通风机，配置YBFe355S－8型防爆电机，电压660V，电机功率2×160kW，一台工作，一台备用。
通风机房两回660V电源引自矿井10kV变电所660V不同母线段，风机房内设GCS型低压开关柜，作为风机房660V受电及风机电动机的起动控制电动闸门及照明等低压负荷提供电源。
通风机房配备风机在线监测装置，用于实时监测通风机运行各项参数，包括风量、负压、轴承温度等，确保风机安全可靠运行。
目前，2台FBCDZ－8－№21C，防爆对旋轴流式通风机已经安装投运。
本次设计矿井风量和通风阻力均发生了变化，因此对原初步设计选择的风机进行了验算，过程如下：
7.2.2通风设备验算
1、验算依据
通风容易时期风量、阻力：
风量：
Q1=65m3/s矿井阻力：
H1=627Pa
通风困难时期风量、阻力：
风量：
Q2=65m3/s矿井阻力：
H2=1873Pa
2、通风机需要的风量、风压计算
考虑通风设施漏风和风道及风机局部阻力损失后通风设备需要的风量、负压为：
通风容易时期风量Q易=KQ1=68.25m3/s
通风容易时期负压H易=H1+△H=827Pa
通风困难时期风量Q难=KQ2=68.25m3/s
通风困难时期负压H难=H2+△H=2073Pa
式中：
K——通风设备漏风系数，取1.05
△H——风道及风机局部阻力之和，约200Pa。
3、通风网路特性曲线及工况点
通风网路阻力系数：
R易=H易/Q易2＝0.177452；
R难=H难/Q难2＝0.445035；
通风网路特性曲线方程：
H易=R易Q2＝0.177452Q2
H难=R难Q2＝0.445035Q2
将网路特性曲线方程置于所选轴流风机性能曲线上，其交点即为所求工况点。
矿井主要通风设备技术参数见表7-2-1。
主要通风设备特性曲线及工况点见图7-2-1。
7.2.3验算结论
根据验算，两台FBCDZ－8－№21型隔爆轴流对旋式风机可以满足矿井生产要求。
由于两台风机已经安装投运，效率均不低于70%，因此本次设计维持原有风机设备不变。
表7-2-1主通风设备主要技术参数表
通风机
型号
FBCDZ－8－No.21
台数
2
叶片调节方式
停机逐个调叶片
风机工况点参数
通风
容易
时期
流量
Q易
m3/s
71.7
负压
Η易
Pa
912.9
效率
η易
%
70
轴功率
N易
kW
93.5
叶片安装角
β易
°
-6
通风
困难
时期
流量
Q难
m3/s
68.6
负压
Η难
Pa
2094.2
效率
η难
%
85
轴功率
N难
kW
169.0
叶片安装角
β难
°
0
电动机
功率
kW
2×160
电压
V
660
型号
YBFe355L2－8
转速
r/min
740
7.3排水设备
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