煤礦采區設計說明書

第七章 采區排水係統及設備選型

第一節 排水係統

下山采區必須建有能滿足要求的排水係統，采區水倉的有效容量應能容納4h的采區正常湧水量。

說明采區湧水排至地麵的排水方式和排水路線。

第二節 排水設備選型

一、說明：

包括排水泵和排水管路的選型。設備和管路選型要有詳細的計算過程。

對於最大湧水量和正常湧水量差別較大的下山采區，應有規範的水倉、泵房設計;必須有工作、備用和檢修水泵。工作水泵的能力，應能在20h內排出采區24h的正常湧水量。備用水泵的能力應不小於工作水泵能力的70%。工作和備用水泵的總能力，應能在20h內排出采區24h的最大湧水量。檢修水泵的能力應不小於工作水泵能力的25%。必須有工作和備用水管。 工作水管的能力應能配合工作水泵在20h內排出采區24h的正常湧水量。工作和備用水管的總能力，應配合工作和備用水泵在20h內排樹采區24h的最大湧水量。

二、 排水設備選型

已知條件：采區正常湧水量qz= m3/h，最大湧水量qmax= m3/h，水泵房標高H1= m，排水口標高H2= m，礦井水酸堿度PH=

1、選型計算：

(1)選擇水泵

①正常湧水時水泵必須的排水能力

Qz=1.2qz

②最大湧水時水泵必須的排水能力

Qmax=1.2qmax

③水泵必須揚程

Hb=Hc/ηg=(H1—H2)/ ηg

ηg取0.75

④預選水泵

⑤水泵穩定性校驗

(2)選擇管路

正常湧水時 趟排水管路，最大湧水時 趟排水管路。

①計算管徑

取流速Vp=1.5～2.2(m/s)，

則排水管內徑

dp=[(4Q)/(π×3600Vp)]1/2

必須有工作備用的水管

最大湧水量時，

管路數B=dpmax=[4n3Qe/(π×3beoVp)]1/2/dp (取整)

②計算管路特性

求出阻力係數Rt　，

管路特性方程

H=Hc+(Lp+ Lx)RtQ2/100

(3)確定工況

利用特性方程，繪製管路特性曲線，與水泵特性曲線的交點即為工況點。

工況點流量(m3/h)揚程(m)效率(%)

K

K′

(4)驗算排水時間

正常湧水時和最大湧水時每天必須的排水時間分別為

Tz=24qz/(nlQk)

Tmax=24qmax/[(nl+n2)Qk]

無論正常湧水還是最大湧水時，每天的排水時間均符合《煤礦安全規程》第278條要求。

(5)驗算電機容量

工況點在水泵工業利用區域內，根據設備手冊選配 Kw電機。

第八章 采區供電及裝備

第一節 供電係統

說明采區供電係統，包括電源和線路。下山采區泵房的供電線路要采用雙回路。

第二節 供電設備選型

一、采區負荷統計： 列表說明

二、采區供電計算

㈠高壓電纜選擇計算(

15016綜采工作麵)

1、已知采區裝機總容量ΣPe =9939.5KW

2、回采工作麵設備需用係數及功率因數

Kx=0.286+0.714Pemax/ΣPe

式中

ΣPe—工作麵電機額定容量之和5066KW;

ΣPemax—工作麵最大容量電機額定功率1780KW;

需用係數：Kx1=0.6

功率因數：查表得 cospj1=

3、掘進工作麵設備需用係數及功率因數

需用係數： Kx2=

功率因數：查表得 cospj2=

4、運輸設備需用係數及功率因數

需用係數：Kx3=

功率因數：查表得 cospj3=

5、采區總視在功率

S=Kx1ΣPe1 / cospj1+ Kx2ΣPe2 / cospj2+ Kx3ΣPe3 / cospj3

ΣPe1 — 回采工作麵總功率， KW;

ΣPe2 —掘進工作麵總功率， KW;

ΣPe3 — 運輸設備總功率, KW;

6、按經濟電流密度選擇電源高壓電纜截麵：

(1)按高壓電纜的最大長時工作電流選電纜截麵

(2)按長時允許電流校驗電纜截麵

(二)變壓器容量的選擇計算

根據《煤礦安全規程》規定，采掘供電必須分開。

⑴ 采煤工作麵變壓器的選擇

S=Kx1ΣPe1/CosφPj1

根據S值，選變壓器 台， 型號：

⑵ 掘進工作麵變壓器的選擇計算

S=Kx2ΣPe2/CosφPj2

根據S值，選變壓器 台， 型號：

(3)運輸變壓器的選擇計算

S=Kx3ΣPe3/CosφPj3

根據S值，選變壓器 台， 型號：

根據以上計算，×××采區變電所裝備 型變壓器 台，×××高防開關 台。

(三) 采區低壓電纜的選擇及低壓開關的保護與校驗

1.低壓電纜的選擇

⑴ 按正常允許電壓損失選擇電纜截麵

① 支線電纜的電壓損失

Ubl=Pe.Kf.L.1000/(D.Ue.Sz.η)

② 變壓器的電壓損失

Ub=(ΣPe.Kx.Rb+ΣPe.Kx.tgψpj.Xb)/Ue

③ 允許電壓損失

幹線電纜的允許電壓損失:

ΔUp.ms=ΔUp-ΔUbl-ΔUb

滿足電壓損失的最小截麵為:

Ams=Kde.ΣPe.Lms.1000/(Un.γsc.ΔUp.ms)

幹線電纜的選型：

⑵ 按起動條件校驗電纜截麵

① 采煤機電機的最小起動電壓Uq

Uq=Ue()

采煤機在最小起動電壓下起動電流Ist

Ist=Ist.n.Uq/U n

此時采煤機支線電纜的電壓損失ΔUbl.st

ΔUbl.st=Ist.cosψ/(rsc.Abl)

啟動器安裝處的電壓U

U=Uq+ΔUbl.st

根據以上計算，如果U>0.7Un，滿足啟動器吸持電壓的要求，因此確定采煤機電機端子上的最小啟動電壓為Uq。

②采煤機啟動時各部分電壓損失

啟動采煤機時支線電壓損失 ΔUbl.st=

啟動時幹線電流和功率因數

Ims.st=

cosψms.st=(Ist.cosψ+Ica.re.cosψ')/Ims.st

式中：

Ica.re=Kde∑PN.re×1000/(Uncosψ')

啟動時幹線電壓損失

ΔUms.st=Ims.stLmscosψ/(γscAms)

③啟動時變壓器電壓損失

ΔUT.st=(Kde∑PN.reRT+Kde∑PN.retgψ.XT)/Un

④啟動時總電壓損失

ΔUst=ΔUT.st+ΔUms.st+ΔUbl.st

此時采煤機電機端子上的電壓為

ΔU2N.T-ΔUst= 〉Uq

因此所選截麵滿足起動條件的要求。

2、采區低壓開關保護的整定及靈敏度檢驗

⑴供采煤工作麵的低壓開關

整定值Iz：

Iz≥Iqe+Kx∑Ie

式中：

Iqe—容量最大的電動機的額定起動電流，A;

Kx—需用係數;

∑Ie—其餘電動機的額定電流之和,A;

Kx=Id/Iz

Id—短路電流，A;增加計算過程

Iz—整定值，A;

(當Kx大於1.5時,靈敏度驗算合格)

⑵供掘進工作麵配出開關和向運輸線路配出開關的整定值確定和靈敏度驗算

第九章 運輸係統及設備選型

第一節 運輸係統

一、運輸路線

1、采區主運輸(運煤)路線：

采區各采掘工作麵首先采用采掘麵運輸膠帶機運輸，經過采區輔助運輸巷與主膠帶機運輸巷之間的橫貫運輸煤溜與采區主運輸膠帶機搭接實現集中運輸。其次由采區主膠帶機將煤運送到采區煤庫，最後由主膠帶機運輸出地麵到達篩分樓分選，裝運。

其中，綜采工作麵

2、采區輔助運輸(運矸石、材料等)路線：采區矸石、材料及備口配件的運輸主要由地麵副井絞車運輸到井下各采區水平車場，然後由采區輔助運輸設備如：調度絞車、無極繩絞車運輸到各采掘工作麵車場，最後由各隊組調料人員將材料在責任範圍內卸料，最終將空車按原路線返到地麵。

第二節 設備選型

一、主運輸設備選型計算：皮帶運輸機選型

1、選擇機型

我礦主提升皮帶機，輸送能力：Q=700t/h，物料粒度：0-300mm，容重900-1000kg/m3，機長：L=976m，提升高度H=238.678m，傾斜角度：β=15°-7°34′-0°。初步設計給定B=1200mm，帶速v=3.15m/s(見圖)

初步設計參數：上托輥間距：a0=1200mm,下托輥間距：au=3000mm，承載托輥采用槽型φ133：λ=35°，回程托輥平托輥。導料槽長度3000mm，預選輸送帶ST2000。

<1>核算輸送能力

Q=3.6Svkρ=3.6×0.165×3.55×0.92×900=1746t/h

滿足要求。

<2>根據原煤粒度核算輸送機帶寬

B≥2α+200=2×300+200=800mm<1200mm

輸送機帶寬能滿足輸送300mm粒度原煤要求。

<3>計算圓周力驅動力和傳動功率

1>主要阻力

FH= fLg[qR0+qRU+(2qB+qG)cosβ]

取模擬摩擦係數f=0.03, qR0=G1/ao= qRo=24.39/1.2=20.325kg/m

qRu=G2/au=18.35/3=6.12kg /m qB=34x1.2=40.8kg/m

qG=Q/3.6v=700/(3.6×3.55)=54.8kg/m

FH=fLg[qR0+qRU+(2qB+qG)cosβ]=0.03×9.81×[976×(20.325+6.12)+(2×40.8+54.8) 951]N=45771N

2>主要特種阻力

FS1= Fε+ Fgl

Fε=CWμ0Lε(qB+ qG)gcosδsinε

=0.43×0.35×951×(40.8+54.8) ×9.81×sin1.5°=3514N

3>附加特種阻力

Fs2=4Fr=4x0.01x105x0.6=2400N

4>傾斜提升阻力

Fst=qGgH=54.8×9.81×238.678=128310N

5>圓周驅動力FU

FU=CFH+FS1+FS2+FSt

=1.14×45771+3514+2400+128310=198304N

6>傳動功率計算

傳動滾筒軸功率PA為

PA=FUV/1000=198304×3.55/1000=704kW

電動機功率PM為

PM=1.2PA/ηη1η11=1.4×PA1kW=1.4×704kW=986kW

傳動係統采用雙滾筒四電機模式運作，則每台電動機功率為986/4kW=246kW，選電機型號為YB2-355M2-4 250kW

<4>張力計算

1>輸送帶不打滑條件校核

F2(s1)min≥FUmax/(eμφ-1)

式中Fumax=KA×FU=1.5×198304=297456N

根據給定條件，取μ=0.3，雙滾筒傳動φ=φ1+φ2=210+210

eμφ=eμφ1×eμφ1=3×3=9

F2(s1)min≥297456/(9-1)=37182 N

第二滾筒不打滑條件校核：

FS(s1)min≥FU1max1/(eμφ-1)=148728/2=74364 N

輸送帶垂度校核

F承min≥a0(qB+qG)g/8(h/a)adm

=1.2×(40.8+54.8)×9.81/(8×0.01)=14068 N

F回min≥auqBg/8(h/a)adm =3×40.8×9.81/(8×0.01)=15010 N

2>各特性點張力計算

計算式按不打滑條件計算

Q=700t/h

S1= S274364(89558)

S3 =S4 =1.04S2> F回min77339(93140)

S5= 1.03S479659(95935)

S6=S5+fg[LqRU+(L1+L2x cos7.56°+ L3x cos15°) +1.5Fr-qBxgH-1669(14715)

S7= S8= 1.02S6-1636<15010

取S8=15010反算

S9=1.04S815610

S10=S9+fg[LqRU+(L1+L2x cos7.56°+ L3x cos15°) (qB+ qG) ]+Fs1+ Fst+ qB xgxH271245

S11= S12= 1.04S10+2Fr283295

S12= 1.03S11291794

S13= S14 =1.03S12300548

S15= S16= 1.04S14312570

功率配比2：2

FU1=FU2=FU/2=198304/2=99152 N

S16-1-S1=FU2=99152N

S16-1= FU2 eμ2φ2/(eμ2φ2-1)=99152×[3/(3-1)]=148728N

S1=S16-1-FU2=148728-99152=49576 N

第一滾筒合張力：

F1= FU1max+ FUmax +2xS1=625300 N

第二滾筒合張力：

F2=FU1max+2xS1=2x89558+148728=327844 N

比較以上各種驅動布置形式中各點的張力，取其中的最大值確定各改向滾筒的受力：

滾筒名稱滾筒直徑/mm合張力/KN滾筒圖號許用合力KN

頭部180°改向滾筒1250555HY05B8264550

尾部180°改向滾筒100031DTII05B7142110

頭部第一45°改向滾筒800127DTII05B6182214

頭部第二45°改向滾筒1000218HY05B7222387

尾部45°改向滾筒3153DTII05B206111

第一180°增麵滾筒1250613HY05B8264550

第二180°增麵滾筒1000183HY05B7222387

前部第一45°改向滾筒100096HY05B7222387

<5>確定傳動滾筒

FU1(FU2)max=154kN

傳動滾筒φ1250mm

最大扭矩Mmax=154×1.25/2=96kN.m

<6>確定驅動裝置

電機型號為YB2-355M2-4 250kW

減速器NSH140FBC-31.5C i=31.5

高速端聯軸器計算T=9550XP/Nx1.5=2436N.m

高速端柱銷齒式聯軸器 ZLL6

低速軸端柱銷齒式聯軸器 ZL15

<7>拉緊裝置計算

1〉拉緊力 F0=S8+S9=30325N

2〉拉緊行程 l=L(ε+ε1)+ln

=976×(0.0025+0.001)+2.5=5.92m

<8>輸送帶選擇計算

輸送帶最大張力： S16=312570 N

選用變頻裝置：n1選為7，則GX=(FMAX×n1)/B=312570×7/1200=1823N/mm

選輸送帶st2000滿足需求。

<9>逆止力計算

P3=238.678×700/367=455

P2=0.03×700×(951+49)/367=57.23

P1=0.06×0.03×67.245×3.55×60×1000/367=70.25

W=20.325+6.12+2x40.8=67.245

P=455-0.4×(70.25+57.23)=404

低速軸逆止力矩：T=9550×404×2/53.57=144 kNm

建議低速軸使用選擇逆止器NJ320，額定逆止力矩270 kNm

製動器BYWZ5-500/121 1120-2240Nm

<10>托輥核算

1)靜載計算

承載分支托輥：P0=e×a0×(Im/v+qB)×9.8

=0.8×1.2×(195/3.55+40.8)×9.8=0.9kN

回程分支托輥：Pu=e×au×qB×9.8 =3×40.8×9.8=1200N=1.2KN

2)動載計算

承載分支托輥Po′=Po×fs×fd×fa=0.9×1.2×1.57×1.14=1.93

回程分支托輥Pu′=Pu×fs×fa=1.2×1.2×1.15=1.656

使用φ133托輥，軸承4G306，使用壽命≥30000h，滿足要求

方案：

更換減速器NSH140FBC-28C i=28(帶逆止器)

首先應根據原始資料和其他要求選擇帶式輸送機的類型。如選用通用設備還是專用成套設備，是固定式還是吊掛式等。

二、輔助運輸設備選型計算：

1、輔助運輸設備：

根據采區生產能力初選調度絞車。

2、按巷道最大坡度和最長運輸距離進行驗算，允許載荷量W

W=[P-QL(sinα+f2COSα)]/( sinα+ f1COSα)

鋼絲繩安全係數校驗

P=n.2400.(sinα+f1cosα) +qL(sinα+f2COSα)

m=F/ P

當m>6.5, 鋼絲繩安全係數能夠滿足要求;當m<6.5, 鋼絲繩安全係數不能滿足要求，必須重新選擇鋼絲繩並驗算。

式中：

P—絞車牽引力，

Q—鋼絲繩每米重量，kg/m

L—鋼絲繩長度，m

f1—取0.015 車輪與軌道的摩擦係數

f2—取0.15 鋼絲繩與其接觸物的摩擦係數

F—鋼絲繩破斷拉力總和，

m—鋼絲繩安全係數

P—鋼絲繩終端載荷,kg

n—每次提升礦車數，

2400—每礦車及載物重量，kg

第十章 壓風係統

一、采區壓風設備及管路係統

二、采區壓風路線

第十一章 防塵係統

說明防塵係統采用的水源、不同巷道采用的管路尺寸及敷設路線等內容。

對水源的水量、水壓大小及水質的分析結果進行說明，滿足設計采區的供水需求。分段敘述進風大巷、采區進回風巷采用的管徑尺寸。嚴格按《煤礦安全規程》規定設置三通和閥門。采掘工作麵、運輸轉載點等各個生產環節防塵設施做到裝備齊全、使用可靠。

第十二章 供水係統

一、采區供水水源、水壓及供水管路

二、采區供水路線

第十四章 采區通訊係統

從入礦的接口開始敘述，一直敘述到回采工作麵和掘進工作麵通訊設備。