提升排水供电运输地面生产系统压风生产能力核定文字Word格式文档下载.docx
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K2为提升设备能力富余系数;
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。
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。
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;
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。
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。
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
=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。
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。
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
=91.3(万t/a)
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)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)
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%
=330×
=340.7(万t/a)
(二)变压器能力计算
=103.57(万t/a)
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
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:
=4.88526×
6
=1.25%<
5%
四、下井电缆安全载流量及压降校核
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)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×
1000
2
10。
630t/h
530
2、
北总回二部皮带
0。
900
3、
北总回三部皮带
4、
九采区一级皮带
DTL-1000/2×
132
15。
300t/h
930
5、
9601中顺一部皮带
SSJ-800/2×
55
800
5。
400t/h
830
6、
9601中顺二部皮带
40
720
7
9603中顺一部皮带
DSJ-800/2×
15
8
9603中顺二部皮带
9
六采区南部皮带
5
620
10
东总回一部皮带
12
11
830皮带
100
8307二分层下顺皮带
SSJ-800/75
440
13
8304二分层下顺皮带
SSJ-800/40
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)
K——输送机负载断面系数,经查表,取400;
B——运输机带宽,1m;
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;
(四)九采区斜巷皮带输送机
C——输送机倾角系数,经查表,取0.87;
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
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。
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
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×
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;
2160t
缓冲生产天数:
=32d
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
A1—小时装车能力,t/h
G—每辆车平均载重量:
n—可同时作业装车车位数:
t1—每辆车调车作业时间:
t2—每辆车平均装车时间:
9、每日可装车作业时间:
8h/d
10、装运能力:
10-4×
A1×
k1×
T=330×
0.8×
1350×
8×
10-4=285.12万t/a
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
备注
地面
压风机房
LG-12/7
64
一台压风机备用
井下
MLGF20/8-132G
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
单台耗气量
总用气量
N=Σmjqjkj
锚索钻机
MQT-110/2.8
3.6
7.2
风镐
G10
1.2
气腿凿岩机
YT27
4.9
73.5
36.75
喷浆机
PC7U
24
风动潜水泵
FWQB-30/70
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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