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1、宁夏枣泉煤矿初步设计 第六章 提升、通风、排水及压缩空气和制氮设备【完整版】(文档可以直接使用，也可根据实际需要修订后使用,可编辑放心下载）第六章 提升、通风、排水及压缩空气和制氮设备第一节 提升设备一、提升方式本矿井设计生产能力为5.0Mt/a，采用斜井开拓方式，移交及到达设计生产能力时东井生产，主要开采水平为+950.0m。东井的主、副井井口标高均为1353.0，井底标高均为950.0。主井采用带式输送机提升，副井采用单绳缠绕式提升机提升。主井担负全矿井的煤炭提升任务，副井担负全矿井人员、矸石、设备及材料等升降任务，并满足整体升降大型综采设备、液压支架等任务。二、主斜井提升设备主斜井井筒斜
2、长1378.4m，倾角17。经过多方案的比拟，在主斜井中布置一条强力胶带带式输送机，输送机的斜长为1395m。具体设备选型如下：一根本参数确实定带式输送机的布置形式见图6-1-1。由于本矿开拓方式为斜井开拓，主斜井兼作投产采区上山，为了实现提前出煤，主斜井带式输送机先安装一局部，满足投产工作面的要求，然后随采区的递增，延长带式输送机的长度，因此带式输送机的拉紧装置布置在井口房内，有利于带式输送机的延长。带式输送机的最终长度为1360m，倾角17。1、输送能力确实定矿井布置两个高产高效综采工作面，工作面来煤通过溜煤眼进入主斜井带式输送机。根据高产高效矿井工作面生产能力大的特点，综合考虑各种生产因
3、素和工作面的峰值煤量，主斜井带式输送机输送能力确定为2500t/h。2、初定设计参数 根据?宁夏煤业集团有限责任公司枣泉煤矿可行性研究?中对主斜井带式输送机的方案比拟结果，本带式输送机带宽B=1600mm，带速V=4.9m/s。上托辊间距ao=1.2m，下托辊间距au=3.0m，上下托辊辊径159mm，轴承型号为308，辊径d=40mm。3、由带速、带宽验算输送能力式中：k倾斜系数，； S输送带上物料的最大横截面，S=0.3942； v输送机的带速，带速不变，v=4.9m/s； 物料松散密度，=900kg/m3；2500t/h，满足要求。按照煤的最大粒度校核胶带宽度式中：dmax煤的最大粒度，
4、mm。由此可以看出，带式输送机的带速、带宽能满足输送能力的要求。4、驱动力和所需传动功率计算驱动圆周力：Fu=F1+F2+F3+F式中：F1=qRO+qG+qBfLg；上分支运行阻力； F2=qRU +qBfLg；下分支运行阻力； F3= qGHg；物料提升阻力； F特种阻力，根据计算F=13.1kN；qRO=，承载分支托辊每米长旋转局部质量；qRU=，回程分支托辊每米长旋转局部质量；暂定胶带为ST5000阻燃型钢丝绳芯，其中qB=92.80kg/m，每米长输送带的质量；qG=，每米长输送物料的质量；g重力加速度，g=9.81m/s2；f模拟摩擦系数，f=0.03；L输送机水平长度，L=130
5、0.6m；H物料提升高度，H=397.63m。经计算：F1=103.6kN，F2=40.0kN，F3=552.8kN。驱动圆周力：FU=103.6+40.0+552.8+13.1=709.5kN。传动功率计算：传动滚筒轴功率PA=。4、输送机胶带张力的计算在进行胶带张力计算时，暂不考虑特种和附加阻力，即绕入绕出改向滚筒的张力相同。为了限制输送带在两组承载托辊间的下垂度，作用在输送带上任意一点的张力必须大于最小张力Fmin。承载分支：回程分支： h/amax输送带许用的最大垂度，h/amax=0.01；其它符号同前。采用双滚筒驱动，功率配比2:1，P1、P2分别为驱动滚筒的圆周力，P1 =473
6、kN；P2=236.5kN；1、2分别为驱动滚筒的围包角，1=180，2=210；为输送带与传动滚筒的摩擦系数，=0.3。S3=S4Fmin=34.47kN，取S3=S4=37.5kN。S1=S4+F1+F3+qBHg =37.5+103.6+552.8+92.8x397.63x9.81/1000=1056kNS1-2=S1-P1=1056-473=583kNS2=S1-2-P2=583-236.5=346.5kN上式中：e尤拉系数。根据以上计算可知满足不打滑要求。因此输送机胶带的最大张力Smax=1056kN。胶带的平安系数n=7.58，所以选用ST5000型阻燃型钢丝绳芯胶带满足设计要求。
7、5、电机功率的计算及驱动装置选型N=KPA=1.3x3477=4520kW式中：N电动机总功率： K电动机功率系数，K=1.251.4，取K=1.3； 其它符号同前。根据驱动装置的布置，选用3台1600kW的电动机，功率配比为2:1的双滚筒驱动。电动机型号为Y630-4，功率1600kW，电压等级为10kV，共三台；根据可行性研究报告的方案比拟，减速器装置选用CST系统，型号CST1950K，速比为28.6，共三台。具体布置见地面生产系统-剖面图C1379-430-01。二主斜井带式输送机电控设备根据设备选型情况，东主斜井带式输送机，由3台1600kW交流电机配带CST软启动装置拖动。为满足?
8、矿山电力设计标准?(GB50070-94)、?煤矿平安规程(2001)?和矿井自动化调度网络系统要求，东主斜井驱动机房的电控设备, 采用PLC控制CST系统, 并设置上位监控计算机。1、系统主要设备：高压配电设备，由具有双回路电缆下进线兼PT、电动机出线和联络的KYN28-12型中置式成套开关柜组成，具有电压、电流测量，失压、过流、进线联锁以及电动操作机构。低压配电设备，由具有双回路电缆下进线、配电及MCC出线和联络的GCY型抽屉式成套开关柜组成，为CST控制电源、给煤机、机房检修和照明等提供电源。为保证东主斜井带式输送机长期平安运行，减少故障率，电控系统采用PLC控制方式。控制局部：采用S7
9、系列可编程控制器(PLC)，保证控制的可靠性；保护局部：采用KJ2002A系统，对东主斜井带式输送机、给煤机等设置的传感器的状态进行采样和监测，通过系统控制功能，将故障信号传输给PLC，实现对东主斜井带式输送机、给煤机等的起停控制及紧急闭锁、二级跑偏、胶带打滑、纵向撕裂、温度、烟雾、电机故障等信号的显示、分析和报警功能；监控局部：采用P4系列工控计算机作为上位监控计算机，具有东主斜井带式输送机信号显示、系统保护、故障自诊断、控制系统状态、上下压电源回路等实时显示以及报表打印功能，便于事故的预测和分析处理，保证输送机平安可靠的运行。监控计算机还具有直通矿井调度网络的TCP/IP以态网通信接口，能
10、与矿井调度中心计算机联网，把输送机运转情况及有关参数及时传递给中央调度室,通过矿井调度网络，相关人员能及时了解新主斜井带式输送机情况。东主斜井带式输送机控制系统，有手动/集中两种操作方式，手动方式在就地操作箱上进行；集中方式，通过监控计算机实现。2、电源主斜井驱动机房的高、低压电源均直接引自变电所，均以双回路电缆供电。三、副斜井提升设备一设计依据矿井年产量：5.0 Mt/a；井口标高：1353.0 m；井底标高：+950.0 m； 井筒倾角：19； 井筒斜长：1238 m；矸石量： 200t/d；最大班下井人数：95人；锚杆、网、钢带：11t/d；坑木：13 m/d；水泥、砂石：40t/d/班
11、；运送设备：1 次/班；其它：2 次/班；最大件质量：30000 kg；平板车质量：2500 kg。二设备选型计算1、提升容器选择本矿副斜井采用串车提升方式，提升矸石、下放材料等采用MGC1.79型、1.5t、900mm轨距固定式矿车，矿车质量980kg，载重1.5t，载矸石2.7t。升降人员时采用XRB20S-9/6型，带离心式限速器的20人座斜巷人车，每节车厢载人20位，头车自重2500kg，挂车自重1500kg。每次提升4辆矿车或4辆人车2头车，2挂车。2、钢丝绳选择及校核a. 提升系统见图6-1-2。b.提升距离：提人车：Ht1=1238(m)提矿车：Ht2=1278(m)c.绳端荷重
12、：提人： Qd人=4621(kg)提矿车：Qd车=5001(kg)提大件：Qdw=11042(kg)d.钢丝绳允许最小平安系数：提人：m人=9提矿车：m车=7.5提大件：m大件=7.5e.提升钢丝绳选择：提升钢丝绳选用40NAT6V37S+FC1670ZS型钢丝绳，主要技术参数：绳径：d=40mm,钢丝绳单位长度质量为Pk=6.8kg/m，最小钢丝破断拉力总和为Q=10101.177kN。f.钢丝绳平安系数校核：钢丝绳平安系数：提人 m人 = 13 9提矿车 m车 = 12.5 7.5提大件 m物大件 = 7.7 7.5所选钢丝绳满足?煤矿平安规程?要求。3、提升机选型及校核a.按钢丝绳直径计
13、算 D8040=3200mmb.提升机选择提升机选用JK-3.5/30E型单绳缠绕式提升机1台非标设计，其主要技术参数如下：滚筒直径 D=3500 mm滚筒宽度 B=2650 mm最大静张力 Fjmax=170 kN提升机旋转局部变位质量Gj=30000 kg减速比 i=30提升速度 V=3.97 m/s 升降大件时减速运行，V=2.5 m/sc. 天轮选择天轮选用TSG3000/20型井上固定式天轮，其主要技术参数如下：天轮直径 Dt=3000 mm天轮变位质量Gt=781 kgd.提升机校核实际最大静张力提人时 Fj人=91.333 kN 170 kN提矿车时 Fj车=95.059 kN
14、170 kN提大件时 Fj大件=154.319 kN170 kN直径比 D/d 87.5 80Dt/d75 60提升机缠绳宽度 B2619 mm 2650 mm所选提升机满足要求。4、电动机选型电动机选用ZDU-172-1B型直流电动机1台，主要技术参数如下：额定功率 N=550 kW额定电压 V=440660 V额定转速 n=400700 r/min过载系数 =2.0效率 =91.8电动机转动惯量 GD2=174.25kg.m2 5、提升系统计算 提升系统见图6-1-2。a.提升距离：提人车：Ht1=1238(m)提矿车：Ht2=1278(m)b.井架天轮中心高度Hj=6 (m)c.钢丝绳内
15、、外偏角内=外=11246、提升运动学计算a. 提升速度： 正常提升时：V=3.97m/s电机转速n=650 r/min升降大件时：V=2.5m/s 电机转速n=410 r/min b.提人员时的提升速度图见图6-1-3。c.提矸石时的提升速度图见图6-1-4。d.提升最大件时的速度图见图6-1-5。e.一次提升循环时间提人时： T人=699.6 (s)提矿车时：T车=769.2 (s)7、最大班作业时间计算最大班工人下井时间为23.3 min。最大班作业时间为4.912 h。最大班作业时间平衡表见表6-1-1。8、提升动力学计算提升人员时提升系统总变位质量M人=67261kg；提矸石时提升系
16、统总变位质量M矸=68379kg；提升最大件时提升系统总变位质量M大=86159kg。 提升人员力图见图6-1-3。提升矸石力图见图6-1-4。提升最大件力图见图6-1-5。9、电动机校核电动机校核以提升系统所需电动机最大功率的运行状态进行，本系统以提升最大件时进行电动机校核。F2t=1.3831013(N2s)等效时间：Td=524(s)等效力：Fd = =162455(N) 等效功率： Nd= 477.8(kW) 2，提供全数字矿井提升机直流电控设备。 采用电枢可逆12脉动顺序控制晶闸管供电系统。装置的过载能力与电机的过载能力相当。负载变化为-120%0+120%额定负载时，装置满足四象限
17、运行要求。装置的功率因数不低于0.80。装置产生的谐波对电网的影响,在国家电力行业和当地电力部门的允许范围内。具有直通矿井调度网络的TCP/IP以态网通信接口。2、系统主要设备高压配电设备，由具有双回路电缆下进线、变压器出线、联络的成套开关柜组成，具有电压、电流测量，失压、过流、进线联锁以及电动操作机构。电动机电枢回路的整流变压器，采用干式变压器(带测温装置)，初级和次级绕组间加一层静电屏蔽层，且该屏蔽层应接地，高压侧22.5%，五档，无载调压。选用 500kVA,-12/-12和500kVA,-12/Y-11的干式整流变压器各1台。变流设备的功率组件，采用进口或国产优质可控硅。为保证提升机长
18、期平安运行，减少故障率，电控系统采用全数字控制方式。控制局部：采用双PLC热备用冗余控制，其中主控PLC采用S7-400可编程控制器，保证提升控制的可靠性；调节局部：采用西门子SIMOREG计算机直流调节装置为核心的调节系统，可靠性高，调整方便；监控局部：采用P4系列工控计算机作为上位监控计算机，具有提升信号显示系统、提升保护、综合后备保护、故障自诊断、行程、速度图、开车准备状态，控制系统状态、上下压电源回路、直流主回路、平安回路等实时显示以及报表打印功能，便于事故的预测和分析处理，保证提升机平安可靠的运行。监控计算机能与矿井调度中心计算机联网，把提升机运转情况及有关参数及时传递给中央调度室,
19、通过矿井调度网络，相关人员能及时了解提升情况。提升机控制系统有手动/半自动/低速检查井筒及钢丝绳/低速下放大型设备或长材料等四种操作方式。低速检查井筒及钢丝绳/低速下放大型设备或长材料两种操作方式，为手动低速运行控制。为保证矿井平安生产的可靠性，因种种原因主控PLC退出时，经操作转换开关，提升机可由辅控PLC控制满载减速运行。考虑煤矿实际，在双PLC事故状态下，系统能转入继电器方式临时应急开车。此外，当整流柜或整流变压器一组事故时，通过方式转换柜，可将其脱离系统，提升机可在降低功率下满载半速运行，以保证矿井生产。在主电机冷却风机回路，设置有变频调速装置，现场可根据主电动机发热情况、环境温度、季
20、节变化等因素，自动或手动调节冷却风量，防止机械调风方式对风机设备的冲击，提高风机设备寿命，同时节能能源。3、电源提升机房的高、低压电源均引自矿井变电所，均以双回路电缆供电。第二节 通风设备本矿井为低瓦斯矿井，各开采煤层均属容易自燃煤层，根据矿井开拓布置，通风系统采用中央并列抽出式通风，主、副斜井进风，专用斜风井回风。一、设计依据1、矿井所需风量通风容易时期和困难时期均为110/s。2、矿井所需负压通风容易时期为555.7 Pa；通风困难时期为1236.5 Pa。3、通风设备设置本矿井采用机械通风，在地面工业广场内设有回风井，其出口处设置通风机。本矿进风主、副井和回风井井口标高均为+1353.0
21、m，井底车场标高为+950.0m。二、通风设备方案根据矿井通风要求，设计对离心式和轴流式通风设备进行了分析比拟，离心式通风机虽然具有全压效率高，噪音小，设备投资少的优点，但存在占地面积大，土建工程量大，需建返风道，反风繁琐，系统总投资高，动压损失大，运行电耗高，综合运营费用多等缺点，因此设计不予推荐。对于轴流式通风设备，根据矿井所需的风量和负压，通风机的计算风量和负压分别为：1.1110=1213/s 易555.7+100+150=805.7Pa难1236.5+100+150=1486.5Pa考虑通风设施漏风和各种阻力损失后，设计对适宜本矿井的多种风机进行了方案比拟，详见表6-2-1矿井通风设
22、备方案比拟表。方案一选用的BDK型风机为高效、节能、低噪音煤矿专用防爆轴流式通风机，是行业节能站推广产品。目前该风机已在国内矿井得到大量应用，其两级叶轮既是工作轮又互为导叶，减少了能量损失，提高了风机运行效率最高静压效率可达90%，且高效区域宽广，任何阻力下均可稳定运行；设有稳流装置使性能曲线无驼峰，有效地消除了喘振；可用一台电机带单级叶轮运行，以适应矿井不同时期的通风要求，防止大马拉小车现象；该风机配带风门、消音器、扩散筒，安装简单、施工周期短，维护工作量小；风机能反转反风，不需设返风东风井通风设备方案比拟表表6-2-1 项 目单 位方 案 一方 案 二方 案 三通 风 机 型 号BDK-8
23、-242台2K56-130 2台ANN-2250/900N 2台电 动 机型 号 及 规 格YBFe系列电机 2132kWY系列电机160kW/250kWY系列电机185kW/280kW通风机调节方式叶片角叶片角叶片角通风系统运行工况通风容易期风 量3/s121121121负 压Pa805.7801821效 率837477转 速r/min625500990叶片角(前导叶) 度383343轴功率kW117.46130.97129.01年电耗kWh/a117.73104131.27104129.30104通风困难期风 量3/121121121负 压Pa1486.514831503效 率838287
24、转 速r/min740500990叶片角(前导叶) 度37.536.548.5轴功率kW216.71218.83209.04年电耗kWh/a217.21104219.33104209.52104投资(设备费+土建费)万元170223488综合营运费(易期/难期)万元/a68.66/118.478.48/122.5193.11/132.87注：电费取0.5元/ kWh。道，土建工程量小；设备振动小，不需设风机根底，风机和扩散器均安装在轨道上，即可长期运行，系统总投资少，年电耗省，运行费用低。方案二选用的2K56型轴流式通风机，是沈阳鼓风机厂专门为煤矿设计制造的轴流式通风机，可直接反转返风，不需要
25、调整风机任何装置，为了跟踪监测风机的振动情况，轴承座上配有测振用底座，还可以配套供给测振仪，但该方案需建风机房、风机根底和扩散塔等，风道较长，占地面积较大，安装调试复杂，中间轴太长易变形，施工周期长，配套设备多，维护量较大；总投资较高，综合营运费也高，故设计不予推荐。方案三选用的ANN型轴流式矿井通风机是引进Howden公司的新产品，代表着世界通风设备的先进技术，其性能曲线准确，结构设计合理，静压效率高，制造质量好，所有叶片都单独进行了精确平衡，叶片互换性好；设有防喘振环，有效地防止了风机喘振；该风机维护量小，噪音低，风机、风门采用微机自动控制，风机可在叶片零角度下起动，起动平稳，动态下能根据
26、矿井通风需要自动调整叶片角度，并配带消音器、转换风门及成套电气控制检测设备等，自动化程度高，可倒转反风，反风风量大，时间短，但该设备投资大，土建费用较高，总投资多，目前国内煤矿使用还较少，故本设计也不予推荐。此外，还考虑了GAF型风机方案，该风机为停车动叶可调轴流式通风机，调节叶片角度方便，其静压效率也较高，但该风机初期投资较大，结构复杂，需建通风机房，土建费用多，占地面积较大，配套设备多，总投资较高，安装调试复杂，施工周期长，维护量较大，高效区较窄，适应范围小，年运营费用高，且在实际使用中，时有喘振现象发生，因此设计不予推荐。经以上多方案比拟可以看出，方案三选用的通风设备技术最先进，自动化水
27、平最高，年电耗省；方案一所选用的通风设备投资最少，综合运营费用最低。经综合技术经济比拟，设计推荐静压效率较高，高效区域宽广，土建费用省、系统总投资最少，综合运营费用最低的方案一作为本矿东井通风设备方案。为了提高自动化程度，设计增加了变频调速和自动监测系统。三、通风设备选型根据通风设备选型方案和通风机的计算风量和负压，本矿井通风设备选用BDK-8-24型对旋式轴流通风机台，其中台工作，台备用。每台通风机配用YBFe-8型专用防爆电动机台，电机容量为2132kW，电压为380。通风系统运行工况见表6-2-1。通风系统运行特性曲线见图6-2-1和图6-2-2。通风机起动时电动机容量校验:由于本矿井通
28、风设备离变压器较近，所配电动机容量较小，又采用变频调速控制，实现软起动，电动机容量能够满足风机正常起动要求。四、通风机供配电与控制根据通风机设备选型情况、?矿山电力设计标准?(GB50070-94)和?煤矿平安规程(2001)?要求，东风井通风机房的低压电源，均以双回路电缆供电，其中一回工作，一回备用。电源直接引自矿井变电所。在风机主电机回路，设置有变频调速装置。现场可根据矿井所需风量、负压等情况，自动或手动调节风量，防止机械调风方式对风机设备的冲击，提高风机设备寿命，同时可以节能能源，一年内即可收回变频调速装置的投资。通风机房的低压配电设备，选用GCY型抽屉式成套开关柜。通风机电机采用变频调
29、速起动，并能通过反转运行实现反风。系统设置有P4系列工控计算机作为上位监控计算机，具有故障自诊断、流量、负压、通风机运行工况、风门状态等通风参数、控制系统状态、低压电源回路等的连续实时显示以及报表打印功能，便于通风系统的测示和通风事故的预测及分析处理，保证通风机运行的平安可靠性，同时，为矿井的通风调度提供了条件。监控计算机与矿井调度中心计算机联网后，通过矿井调度网络，相关人员能及时了解通风机房情况。通风机控制系统有手动/集中两种操作方式，手动方式在配电柜上直接操作；集中方式，通过监控计算机实现。五、通风机系统反风1、反风设施通风系统的反风是通过通风设备断电制动停机后，电机反转再配合风门进行反风
30、。2、反风校验根据风机的反风特性曲线和通风网络阻力曲线，可得知风机反风时的工况，见图6-2-3。反风时电动机容量校验：通风容易时期： 通风网络阻力方程为H1=0.055Q12，在东井 BDK-8-24风机的反风特性曲线上作阻力曲线，可知反风时风量 Q反1=106s， 负压H反1=624Pa， 效率反1=40， 轴功率 N反1=165.25kW2132kW。通风困难时期：通风网络阻力方程为H2=0.1015Q22，在东井 BDK-6-24风机的反风特性曲线上作阻力曲线，可知反风时风量 Q反2=83 s， 负压 H反2=711.6 Pa， 效率反2=40， 轴功率 N反2=147.66kW2132
31、kW。东井各个时期通风系统反风风量均大于40%的正常风量，反风时间小于10min。所选通风机和电动机容量满足反风要求。第三节 排水设备一、设计依据本矿井在东副斜井井下+950.0m大巷水平设置主排水泵房。本矿井井下正常涌水量239m3/h，最大涌水量359m3/h。排水管路沿东回风斜井敷设，其井口标高为1353.0，井筒倾角18向下，见煤后沿煤层布置，长度1322m左右，经管子道至副斜井井底主排水泵房。井下水需经处理后作为矿井生产用水，水处理需增加扬程8m。排水总垂高411m。二、排水方案比选根据矿井涌水量和所需总排水高度，采用通过鉴定的?矿井排水设备选型优化设计计算程序?，选出了适合本矿井的
32、排水设备方案四个，其技术经济比拟见表6-3-1。根据表6-3-1可知：方案三D155-677为清水泵，配套电动机容量小，但水泵台数多，且所配电动机为高速电动机，还需另配润滑油站，系统复杂，维修工程量大，高速运行使得水泵磨损快，噪音大， 排水设备选型方案表表6-3-1 内 容单位技 术 参 数方案一方案二方案三方案四设 计 依 据矿井正常涌水量m3/h239矿井最大涌水量m3/h359排水垂高m411排水设备水泵型号MD280-658(改)MD280-657D155-677PJ150-657水泵台数台3555电机型号YB型、4极YB型、4极YB型、2极YB型、4极电机参数10kV,630kW10
33、kV,560kW10kV,355kW10kV,560kW排水管路2-D27383-D27383- D21973-D2738正常涌水期工况水泵台数台1222排水管工作趟数1222流量m3/h300274.9159.56262.16扬程m465.08457.92461.53459效率%75.375.9174.1273.77吸程m6.316.075.347.1轴功率kW504.92460.63275.93453.09日排水时间h/d19.1210.4317.9610.93最大涌水期工况水泵台数台2232排水管工作趟数2333流量m3/h300304.3159.56310.15扬程m465.08440
34、.44461.53448.21效率%75.375.974.1277.17吸程m6.315.65.346.69轴功率kW504.92490.5275.93500.36日排水时间h/d14.3614.1517.9913.88年电耗kW.h/a4356000430190045714004394800基建投资元1531400239190017826002406100综合营运指标元/a243300254900025830002595000 注：电费按0.5元/kW.h计算。故设计不予推荐。方案四PJ150-657为引进英国技术制造，汽蚀性能好，但投资和营运费用高，故设计不予推荐。方案一、二均为MD型耐磨
35、泵，适宜本矿井水质差的具体情况，矿山实际使用多，产品成熟。方案二虽然水泵级数少，但水泵台数和管路趟数多，投资和营运费均高于方案一，因此，通过综合的技术经济比拟及计算机优化，同时考虑到井下水矿化度较高，水质差的具体情况，设计推荐方案一作为本矿井的排水方案。三、设备选型经计算机优化选型设计计算，本矿井主排水设备选用3台MD280-658改型矿用耐磨离心式排水泵，配YB型、4 极、10kV、630kW矿用隔爆型电动机，正常涌水期1台工作，1台备用，1台检修。最大涌水期2台工作，1台检修。由于该水泵扬程富裕太大，因此，水泵的流量大，吸程低，超过了水泵运行的工业利用区，并且所配的电动机也要相应加大，投资
36、和运行都不经济，所以，设计要求水泵采用削小叶轮直径的措施，以满足本设计的流量要求。排水设备技术参数见表6-3-2。排水设备运行特性曲线见图6-3-1。排水系统布置见图6-3-2。为了节约能源，排水系统设计选用ZPB-G型高压气、水两用射流装置，使水泵实现无底阀运行。四、排水管路排水管路选用2趟D2738无缝钢管，分段选择壁厚。正常涌水期1趟工作，最大涌水期2趟工作。排水设备技术参数表表6-3-2 内 容单位技 术 参 数新 管旧 管设计依据矿井正常涌水量m3/h239矿井最大涌水量m3/h359排水垂高m411排水设备水泵型号MD280-658改水泵台数台3电机型号YB型、4极、矿用隔爆型电机
37、参数10kV、630kW排水管路2-D2738正常涌水期工况水泵台数台11排水管工作趟数11流量m3/h329.7300扬程m451.04465.08效率%76.575.3吸程m5.756.31轴功率kW529.7504.92日排水时间h/d17.419.12最大涌水期工况水泵台数台22排水管工作趟数22流量m3/h329.7300扬程m451.04465.08效率%76.575.3吸程m5.756.31轴功率kW529.7504.92日排水时间h/d13.0714.36年电耗kW.h/a4356000注：电费按0.5元/kW.h。五、配电与控制主排水泵的高压配电设备，设置在井下中央变电所。同
38、时，在主排水泵房，设有就地操作箱。为了实现矿井井下主排水自动化，设计有自动化排水系统。该系统采用防爆PLC控制，能根据井下水仓水位自动起停水泵，工作泵故障时，备用水泵自动投入。系统具有自动和手动两种控制方式，并具有完善的显示、保护及报警功能。系统控制设备，置于井下中央变电所。笫四节 压缩空气设备一、设计依据本矿井设计机械化水平高，矿井主要用气地点集中在地面制氮设备和排矸车间。井下生产和掘进用压缩空气地点在各掘进工作面上，矿井生产后期岩巷掘进工作面最远用气点距工业场地达7km左右。矿井用气设备型号、数量和耗气量情况见表6-4-1。二、矿井总用气量计算根据矿井用气设备布置情况及工作特点，对不同工作
39、地点和工作性质的用气设备，分别考虑管路漏气、设备磨损及海拔高度因素后计算用气量如下：1、地面制氮设备用气总量初期1=12Miqiki=111.04(2541)=112.32m3/min2、地面排矸车间和机修间用气总量为矿井用气设备地点及用气量表表6-4-1序号用气地点设 备耗气量(m3/min台)工作压力(MPa)总耗气量(m3/min)名 称型 号台数1地 面制氮站制 氮 机KGZD-12002540.81082排矸车间加 压过滤机2600.81203机 修 间空 气 锤10.850.70.854岩巷普掘工作面2个风 镐G10211.20.521.2气腿式凿 岩 机ZY-24222.80.5
40、25.6混凝土喷 射 机PS-JP21580.5285煤巷综掘工作面3个混凝土喷 射 机PS-JP31580.5382=12Miqiki =1.111.04(2601+0.85) =138.25m3/min3、矿井地面用气总量：Qd=Q1+Q2 =112.32+138.25=250.57m3/min。4、井下各掘工作面用气总量考虑到掘进工作面喷射机喷浆时其它风开工具不工作，计算总用气量时，只考虑同时工作的最大用气量，由此计算出矿井井下各掘工作面用气总量为：3=12Miqiki =1.11.151.04181 =10.52 (m3/min)5、矿井井下总用气量为：Qj= 5Q3=510.52=5
41、2.6(m3/min)6、全矿井总用气量：Q初=Qd +Qj=250.57+52.6=303.17m3/min。三、压缩空气设备方案根据矿井用气设备布置及用气量情况，设计考虑了集中供气、分散供气、集中与分散相结合供气等方案。鉴于本矿井用气设备主要集中在地面制氮站和排矸车间，其它处用气量相对较小，在制氮站附近设置一个地面集中空压机站供全矿井用气较为合理，但考虑到本矿井井下用气点距较离远，后期用气点距离达7km，假设井下掘进工作面也采用地面集中供气，输气管路长，使用不便，另一方面，由于制氮设备是根据采空区监测结果进行工作的，工作不一定连续，而井下掘进工作面是在较长时间里连续掘进的，且制氮设备和加压过滤机用气量较大，需配备较大压气量的空压机，当制氮设备不工作而要掘进时，运转较大的空压机，势必造成更大能源浪费，使运行费用增高；而全矿井用气地点较多，都采用分散式供气方案，设备台数多，设备和土建投资较大，不便管理和操控，设计也不宜推荐。经上述综合技术经济比拟详见表6-4-2，为了充分发挥集中供气和分散供气的优点，克服各自弊端，