提升排水供电运输地面生产系统压风生产能力核定文字.docx
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提升排水供电运输地面生产系统压风生产能力核定文字
第二节主井提升系统能力核定
一、概述
（一）、主井提升方式
主井提升机采用洛阳矿山机械厂生产的2JK-2.5/20型单绳缠绕式提升机，主要提升煤炭。
主井井口标高为＋42米，井下回风水平标高-178米。
提升高度271m，井架高度30.6m；配用沈阳电机厂生产的JR158-8型电动机；提升容器采用JG-4主井单绳提煤箕斗，厂家为徐州中矿科光机电技术有限公司。
天轮直径2.5m；提升钢丝绳为6×19S＋FC-φ31，二根；使用JTDK-ZN型电控系统，制动为液压盘型制动闸，目前提升系统运行良好。
井筒装备主要包括：
43kg/m钢轨罐道、角钢梯子间、箕斗过放（过卷）、缓冲装置、防撞梁符合规程要求。
提升机各类机械、电气安全保护、提升信号装置配备齐全；按规程要求设置过卷、过速保护、限速保护、闸间隙保护、松绳保护、满仓保护、减速功能保护、深度指示器失效保护、过负荷和欠电压保护等保护装置；主井提升机、钢丝绳按规定经资质单位进行了探伤、检验和技术测定，经校验钢丝绳及悬挂装置安全系数符合规定，检验依据、内容符合《煤矿在用缠绕式提升机系统安全检测检验规范》AQ1015-2005要求。
主井提升系统各项检查记录齐全；制定有岗位责任制、设备检修制、巡回检查制、包机制、交接班制和操作规程等管理制度，并能认真执行；提升机相关资料说明书、总装图、制动装置结构图、制动系统图、电气系统图、提升装置检查记录、钢丝绳检查记录、安全保护装置试验记录、事故记录齐全。
司机持证上岗，维修工及操作人员能按照各自的岗位职责进行工作。
（二）、主要技术参数
该提升机滚筒直径2.5m，宽度1.280m，最大静张力90kN，最大静张力差55kN，最大提升速度4.90米/秒；电动机型号为JR158-8,额定功率380Kw,电压6KV,制造年月为1999年12月。
（三）、提升设备检测时间和结论
2010年4月1日，由山东公信安全科技有限公司，对主井提升机进行了安全检验。
检验项目：
提升机系统安全性能。
检验结论：
综合判定：
合格。
报告编号：
LMAJ-D-3T030－2010。
矿井主井提升系统具备核定能力的必备条件。
二、计算过程及结果
（一）、按立井箕斗提升方式，确定相应计算公式
A=3600
=3600
=77.37（万t/a）
式中,A—为每年提升煤量，万t/a
b为每年工作日；330天
t为日提升时间；18h
Pm为每次提升煤量；4.3（4）t/次
K为装满系数；取1
K1为不均匀系数；取1.1
K2为提升设备能力富余系数；取1.1
T为提升一次循环时间;取98.2s/次
（二）、提升系统核定能力结果
主井提升系统核定能力为77.37万t/a。
第三节副井提升系统能力核定
一、概述
（一）、副井提升方式
副井提升机采用洛阳矿山机械厂生产的2JK-3/20型单绳缠绕式提升机，主要提升人员、物料、矸石。
副井井口标高为＋42米，井底标高－190米。
提升高度为232m，井架高度为23.6m；配用江西电机厂生产的JRQ1410-8型电动机；提升容器采用1t单层单车罐笼；天轮直径为3m；提升钢丝绳6×19S＋FC-φ31二根;使用JTDK-ZN型电控系统，盘型制动闸，爬行控制方式为低频拖动，目前运行状态良好。
井筒装备主要包括：
钢轨罐道、工字钢罐道梁、角钢梯子间、罐笼楔形缓冲装置、托罐梁。
提升机各类机械、电气安全保护、提升信号装置配备齐全；按规程要求设置过卷、过速保护、限速保护、闸间隙保护、松绳保护、减速功能保护、深度指示器失效保护、过负荷和欠电压保护等保护装置；副井提升机、钢丝绳按规定经资质单位进行了探伤、检验和技术测定，经校验钢丝绳及悬挂装置安全系数符合规定，检验依据、内容符合《煤矿在用缠绕式提升机系统安全检测检验规范》AQ1015-2005要求。
副井提升系统各项检查记录齐全，并能认真执行；制定有岗位责任制、设备检修制、巡回检查制、包机制、交接班制和操作规程等管理制度，并能认真执行；提升机相关资料说明书、总装图、制动装置结构图、制动系统图、电气系统图、提升装置检查记录、钢丝绳检查记录、安全保护装置试验记录、事故记录齐全。
司机持证上岗，维修工及操作人员能按照各自的岗位职责进行工作。
（二）、主要技术参数
该提升机滚筒直径3m,宽度为1.5m，天轮直径为3m，最大静张力130kN，最大静张力差80kN，最大提升速度5.89m／s；电动机型号为JRQ1410-8,额定功率280kW、电压6KV，制造年月为1987年4月。
（三）、提升设备检测时间和结论
2010年4月1日，由山东公信安全科技有限公司，对副井提升机进行了安全检验。
检验项目：
提升机系统安全性能。
检验结论：
综合判定：
合格。
报告编号：
LMAJ-D-3T031－2010。
矿井副井提升系统具备核定能力的必备条件。
二、提升系统核定能力计算过程及结果
（一）、按副井辅助提升方式，确定相应计算公式
A=330
3
=330
3
=84.82（万t/a）
式中：
A为副井提升能力，万t/a。
R为出矸率（矸石占总产量中的比重）8%
PG为每次提矸石重量为1.8t/次,
TG为提矸循环时间105s/次
M为每吨煤用材料比重20%,
PC为每次提材料吨数2t/次,
TC为下材料每次提升循环时间105s/次
D为下其他材料次数规定6次
TQ为下其他材料循环时间120s/次
TR为每班上下人时间5400s
每天为分三个小班,每年按330天进行考核。
（二）、提升系统核定能力计算结果
副井提升系统核定能力为84.82万t/a。
第四节排水能力核定
一、概况
（一）、矿井采用一级排水，在-190m井底车场设有一主排水泵房，各采区的水经-190m大巷排水沟，进入中央主副水仓，再通过主排水泵房经副井井筒排至地面。
中央泵房共安设由河南郑泵科技有限公司生产的三台MD450-60×5型矿用耐磨多级离心式水泵，一台工作，一台备用，一台检修，敷设两路φ273、一路φ219排水管路，矿井最大排水能力为1120m3/h；设内外环形主副水仓，水仓总容量为2474.64m3。
中央泵房管理维护制度健全，各种运行、维护、检查、事故记录完备，矿井于2010年4月对水泵进行了联合试运转，证明矿井各泵房、水泵、水管管路、控制设备、辅助设施均达到完好标准，各种保护整定正确合理，排水系统运行正常，符合《煤矿安全规程》规定，满足矿井排水要求。
委托山东公信安全科技有限公司于2010年4月1日对井底主泵房主排水泵进行了检测检验，检验结论：
依据AQ1012-2005《煤矿在用主排水系统安全检测检验规范》检验，排水能力符合要求。
报告编号：
LMAJ-D-3LH017－2010。
矿井井下排水系统具备核定能力的必备条件。
（二）、矿井正常涌水量和最大涌水量
矿井正常涌水量249m3/h,最大涌水量498m3/h。
（三）、校验水泵能否在20小时内排出24小时的正常和最大涌水量。
每台水泵的排水能力2010年实测排水能力均大于水泵额定能力，故计算取水泵额定流量450m3/h。
正常涌水时，1台泵工作20小时排量为
450×20=9000m3
正常涌水时，24小时的涌水量
249×24=5976m3
最大涌水时，两台泵工作，20小时的排水量。
450×20×2=18000m3
最大涌水时，24小时的涌水量
498×24=11952m3
计算结果比较，水泵20小时的正常和最大排水能力均超过24小时的正常和最大涌水量，符合规程要求。
（四）、水仓容量检验：
根据正常涌水量在1000m3/h以下时：
V≥8Qs（m3）
该矿井水仓有效容量V为2474.64m3
由于矿井正常涌水量QS为249m3/h<1000m3/h。
V=2474.64m3>8Qs=8×249=1992m3
符合煤矿安全规程要求。
二、矿井排水系统能力核定计算过程及结果
矿井正常涌水量排水能力：
An=330
=330
=92.8（万t/a）
式中:
An为矿井正常涌水时的排水能力,
Bn为工作水泵小时总排水能力450m3/h,
Pn为上一年年平均日产吨煤所需排出的正常涌水量3.2m3/h
矿井最大涌水量排水能力：
Am=330
=330
=91.3（万t/a）
式中:
Am为排最大涌水时的能力,万t/a
Bm为工作水泵加备用水泵的小时排水能力m3/h
Pm为上一年度平均日产吨煤所需排出的最大涌水量6.5m3/h
以上两种计算结果取其最小值91.3万t/a为矿井排水系统能力。
第五节供电能力核定
一、概况
（一）矿井工广建有35/6kV变电所一座，双回路供电电源。
其中一回路35kV电源引自接庄220kV变电站，线路型号LGJ-95，长度6km；另一回路35kV电源引自罗厂220kV变电站，线路型号LGJ－95，长度11.2km。
供电线路上未分接任何负荷。
（二）地面35/6kV变电所安装SZ9-6300/35变压器一台，S7-5000/35变压器一台，其中一台变压器运行，另一台变压器热备用。
（三）矿井供电系统主要技术参数
1.矿井线路供电容量：
14804.3kW
2.矿井变压器容量：
5000kVA
3.矿井设备装机总容量：
12430kW
4.矿井运行设备总容量：
5450kW
5、全矿总用电量：
1545.87万kWh
6.矿井综合电耗；22.94kWh/t
（四）矿井下井电缆共四路，使用MYJV42-6/6.3kV-3×95煤矿用阻燃型交联聚乙烯绝缘聚氯乙烯护套粗钢丝铠装电力电缆，长度370m。
分别引自地面35/6kV变电所6kV两段母线，经副井井筒敷设下井接至－190水平中央变电所。
当一回路故障时，其余回路可保证井下全部负荷供电要求。
-320m水平变电所
（五）矿井供电系统具备的基本条件
1.供电系统合理，设备、设施及保护装置完善，技术性能符合规定，供电系统运行正常。
2.矿井有两回路独立的电源，并且没有分接任何负荷。
3.供电系统技术档案齐全，各种运行、维护、检查、事故记录完备，管理维护制度健全。
二、计算过程及结果
（一）电源线路能力计算。
A=330×16
（万t/a）
式中：
A为电源线路的折算能力，（万t/a）；
P为线路供电容量；
W为矿井吨煤综合电耗22.94（上年度）。
按线路允许载流量计算供电容量：
P=
I（A）U（kV）COSφ=
×271.35×35×0.9=14804.3kW
校验电压降：
△U=P（MW）×单位负荷矩电压降%×线路长度（km）
=14.8043×0.0427×6=3.79%<5%
符合电压损失要求5%
A=330×16
（万t/a）
=330×16
=340.7（万t/a）
（二）变压器能力计算
A=330×16
（万t/a）
=330×16
=103.57（万t/a）
式中：
A为变压器的折算能力，万t/a；
S为工作变压器容量，kVA；
Φ为全矿井的功率因数，取0.9；
W为矿井吨煤综合电耗,22.94kW/t。
三、电源线路安全载流量及压降校核
（一）安全载流量校核：
I=
=
=98.47A<271.35A
式中：
I为全矿计算电流A
P为矿2010年实际用电负荷5372.07kW
U为线路电压35kV
COSφ为功率因数取0.9
线路LGJ-3×95允许载流量为：
环境温度25℃时为335A，考虑环境温度40℃时温度校正系数0.81，则335×0.81=271.35A>52.8A符合规程要求。
（二）线路压降校验：
△U=P（MW）×单位负荷矩电压降%×线路长度（km）
=4.88526×0.0427×6
=1.25%<5%
符合电压损失要求5%
四、下井电缆安全载流量及压降校核
（一）安全载流量校核：
Ijx=
式中Ijx为井下计算负荷电流
P为井下最大涌水时用电负荷2935.96kW
Uxj为下井电缆电压6KV
Cosφjx为井下平均功率因数取0.8
下井电缆允许载流量：
Ix=（n-1）×Ie×k=611.49（A）
式中Ix——线路允许载流量，A；
Ie——每根电缆的载流量，218A；
n——下井电缆数；4根
K——温度校正系数,0.935（环境温度为30℃时）。
Ix=611.49＞Ijx＝313.91A
（二）线路压降校核
△U％＝（P×L×λ）/n％＝3.27%＜5％
式中△U％——下井每根电缆电压降的百分数；
P——井下总负荷，2.93596MW；
L——线路长度，0.37km；
λ％——电缆单位负荷距时电压损失百分数，0.752%。
n——下井电缆数，4根。
有以上效验可知下井电缆的安全载流量及电压降均符合要求。
五、核定结果
1、电源线路供电能力为：
340.7万t/a
2、变压器供电能力为：
103.57万t/a
由以上校验和计算，电源线路和下井电缆符合规程要求。
根据线路及变压器的能力计算，取最小值，确定矿井供电系统能力为103.57万t/a。
六、存在问题
因井下采区现场变化，可能造成矿井负荷的变化，进而影响计算结果。
第六节井下运输能力核定
一、概况
（一）运输系统概况：
井下煤炭生产为皮带运输机连续运输，辅助运输水平大巷采用CTY8/6G蓄电池电机车3辆（2辆使用，1辆备用），牵引1t矿车组列运输，九采区轨道下山使用矿用防爆变频提升绞车，井下斜巷运输使用调度绞车串车提升。
（二）井下煤流运输：
井下煤炭运输采用皮带运输方式。
采煤工作面的煤炭→经工作面→运输顺槽（刮板机、皮带机）→采区皮带巷（皮带机）→总回皮带巷（皮带机）→主井提升（箕斗）→地面。
（三）煤流运输系统使用的胶带运输机，均使用检验合格的阻燃胶带，九采区皮带下山皮带输送机安装制动器和防逆转装置。
皮带机综合保护装置安设有跑偏、堆煤、撕带、超温、打滑、烟雾、急停、洒水等保护装置，主运皮带输送机还具有输送带张紧力下降保护和防撕裂保护装置，煤仓均设有煤位信号装置；机道设置人行过桥，机头、机尾安装防止人员与滚筒相接触的防护栏。
胶带、电缆、电气设备等“二证一标志”齐全。
（四）辅助运输使用蓄电池电机车，运行中机车前有照明，后有红灯，警铃齐全有效，音响距离约60m，制动装置完好，撒沙装置灵活、正常投入使用；机车制动距离试验合格；采区斜巷运输按规定安设“一坡三挡”，安全设施齐全、动作可靠。
在轨道下山安设有跑车防护装置，其灵敏可靠，并有试验记录。
二、运输设备技术参数
序号
名称
型号规格
电动机功率
KW
主要技术特征
长度（m）
带宽
mm
带速
m/s
坡度
°
处理能力
1、
北总回一部皮带
DT-1000/2×75
2×75
1000
2
10。
630t/h
530
2、
北总回二部皮带
DT-1000/2×75
2×75
1000
2
0。
630t/h
900
3、
北总回三部皮带
DT-1000/2×75
2×75
1000
2
0。
630t/h
900
4、
九采区一级皮带
DTL-1000/2×132
2×132
1000
2
15。
300t/h
930
5、
9601中顺一部皮带
SSJ-800/2×55
2×55
800
2
5。
400t/h
830
6、
9601中顺二部皮带
SSJ-800/2×40
2×40
800
2
10。
400t/h
720
7
9603中顺一部皮带
DSJ-800/2×40
2×40
800
2
15
400t/h
1000
8
9603中顺二部皮带
DSJ-800/2×40
2×40
800
2
0
400t/h
9
六采区南部皮带
SSJ-800/2×40
2×40
800
2
5
400t/h
620
10
东总回一部皮带
SSJ-800/2×55
2×55
800
2
12
400t/h
530
11
830皮带
SSJ-800/2×40
2×40
800
2
0
400t/h
100
12
8307二分层下顺皮带
SSJ-800/75
75
1000
2
5
630t/h
440
13
8304二分层下顺皮带
SSJ-800/40
40
1000
2
0
630t/h
100
三、计算过程及结果
（一）皮带运输系统能力计算
各皮带均属于钢绳芯胶带运输机，按下面公式计算运输能力：
式中A——年运输量，万t/a；
K——输送机负载断面系数；
B——运输机带宽，m；
Y——松散煤堆容积重，t/m3。
取0.85～0.9；
V——输送机带速，m/s；
C——输送机倾角系数；
K1——运输不均匀系数，1.1；
t——日提升时间16h；
（二）皮带输送系统图
（三）北总回皮带输送机（按第一部计算）
式中A——年运输量，万t/a；
K——输送机负载断面系数，经查表，取400；
B——运输机带宽，1m；
Y——松散煤堆容积重，t/m3。
取0.85；
V——输送机带速，2m/s；
C——输送机倾角系数，经查表，取0.95；
K1——运输不均匀系数，1.1；
t——日提升时间16h；
（四）九采区斜巷皮带输送机
式中A——年运输量，万t/a；
K——输送机负载断面系数，经查表，取400；
B——运输机带宽，1m；
Y——松散煤堆容积重，t/m3。
取0.85；
V——输送机带速，2m/s；
C——输送机倾角系数，经查表，取0.87；
K1——运输不均匀系数，1.1；
t——日提升时间16h；
取上述皮带年运输量中最小值，则井下皮带运输能力为283.97万t/a。
因井下轨道运输仅承担辅助运输，所以不核定其能力。
第九节 地面生产系统能力核定
一、概述
地面生产系统由原煤筛分、原煤落地、原煤进仓、原煤装车等几部分组成。
井下生产的毛煤由主井提升至地面后，经筛孔为50mm的分级筛筛分为+50mm和-50mm两个粒级，+50mm粒级经手选矸石、杂物后，进入中块煤仓和大块煤仓，-50mm粒级进入原煤上仓皮带，进入2160吨原煤仓，仓满后可通过皮带转运至煤场储存，系统设计灵活，很好地满足了矿井生产。
煤的外运由汽车运输。
二、筛分厂能力
1、分级粒度：
50mm
2、分级筛生产能力
规格型号：
ZDM-1435，面积：
4.9m2
设计小时处理能力：
200t/h
分级筛处理能力按式A=330×18A1/（1.2×104）计算。
式中：
A——年处理能力，万t/a
A1——小时处理能力，t/h;
18----日生产时数
330----年生产天数
1.2----生产不均匀系数
A=330×18×200/（1.2×104）=99万t/a
3、原煤皮带
规格型号TD75，B=800mm，V=2.0m/s，倾角α=22°
设计小时运输能力：
310t/h
原煤输送机运输能力按式A=330×18A1/（1.2×104）计算。
式中：
A——年处理能力，万t/a
A1——小时处理能力，t/h;
18----日生产时数
330----年生产天数
1.2----生产不均匀系数
A=330×18×310/（1.2×104）=153.45万t/a
三、贮煤场能力
贮煤厂型式：
露天；原煤仓：
仓式
贮煤厂容量：
60000t；原煤仓：
2160t
缓冲生产天数：
=32d
式中：
1893----2010年矿井日原煤产量，t/d
四、汽运能力
1、地磅型号及台数
全电子汽车衡型号SCS-120一台
全电子汽车衡型号SCS-100一台
2、每辆车平均载重量：
27.5t
3、每辆车调车作业时间：
5min
4、运输不均匀系数：
0.8
5、可同时作业装车车位数：
9（其中，装车仓车位4个，煤场5个）
6、装车方式及设备：
装载机装车，装车闸门装车
7、每辆车平均装车时间：
6min
8、小时装车能力：
A1=
=1350t/h
式中：
A1—小时装车能力，t/h
G—每辆车平均载重量：
27.5t
n—可同时作业装车车位数：
9
t1—每辆车调车作业时间：
5min
t2—每辆车平均装车时间：
6min
9、每日可装车作业时间：
8h/d
10、装运能力：
A=330×10-4×A1×k1×T=330×0.8×1350×8×10-4=285.12万t/a
式中：
A—年装车外运量，万t/a
K—运输不均匀系数，取0.8
T—每日可装车作业时间，取8h/d
五、地面生产系统能力的确定
地面生产系统各环节能力核定情况：
分级筛能力：
99万t/a
原煤上仓皮带运输能力：
153.45万t/a
贮煤场能力：
缓冲天数32天
汽运能力：
285.12万t/a
核定地面生产系统能力为上述最小能力分级筛生产能力：
99万t/a。
六、问题和建议
筛分手选工段噪音大，建议采取降噪措施，加强职工个体防护。
第十节 压风系统核查情况
我矿共有4台压风机，正常使用2台压风机，当需风量大时，使用3台压风机，一台压风机备用。
井上压风机型号LG-12/7功率75kW可，井下压风机型号MLGF20/8-132G功率为132kW，供风压力（实际）：
0.8MPa,下井管路Φ108×6，全长3100米。
风源地点
规格型号
台数
单台排风量
m³/min
总供风量
m³/min
备注
地面
压风机房
LG-12/7
2
12
64
一台压风机备用
井下
压风机房
MLGF20/8-132G
2
20
目前矿井共有一个综采，一个充填，一个炮采，五个掘进迎头，根据矿井生产各类用风器械最大占用量统计耗气量（见表）。
耗气量计算如下：
矿井各类用风器械耗气量统计表
用气设备
型号
台数
单台耗气量
m³/min
总用气量
m³/min
N=Σmjqjkj
锚索钻机
MQT-110/2.8
2
3.6
7.2
3.6
风镐
G10
5
1.2
6
3
气腿凿岩机
YT27
15
4.9
73.5
36.75
喷浆机
PC7U
3
8
24
12
风动潜水泵
FWQB-30/70
6
1.8
10.8
5.4
小计
121.5
60.75
合计
考虑其他地点用风（按1.2系数）
72.9
综上所述，我矿九采区的用风量偏大，现有矿井压风系统不能满足矿井生产需要。
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