资源描述
××公司××煤矿
××采区建设工程初步设计
机电说明书
工程编号:××
工程规模:××kt/a
××公司××煤矿
××年××月
附件:
1、设计委托书;
2、××煤矿《采矿许可证》;
3、××煤矿《煤炭生产许可证》;
4、××煤矿《安全生产许可证》;
5、××公司《关于××采区项目的批复》(××号文)。
22
附图目录
顺序
图 名
图 号
备注
新 制
采 用
1
2
3
4
5
7
8
9
10
12
13
矿井××采区布置平面图
矿井××采区系统平面图
××采区井下运输系统示意图
××采区井下避灾线路示意图
××采区投产时安全监控设备布置示意图
××采区供电系统图
××采区通信系统图
××采区井下消防洒水管路系统布置平面图
××采区井下供风管路系统布置平面图
××采区井下排水管路系统布置平面图
巷道断面图
总 论
一、项目建设背景
1、项目名称、所在位置及隶属关系
项目名称:拟建项目名称为××矿井××采区建设工程。
所在位置:福建省××县××镇××村,直距县城××km。
行政隶属关系:××公司管辖××煤矿。
2、××矿井概况
二、编制设计依据
1、《设计委托书》;
2、××煤矿《采矿许可证》
3、××煤矿《煤炭生产许可证》
4、《关于××采区项目的批复》(××号文);
5、《福建省××煤矿××采区储量核实报告》
6、《福建省××煤矿××采区地质报告》;
7、《××煤矿初步设计说明书》;
8、矿井生产巷道实测图等资料;
9、《煤矿安全规程》、《煤炭工业小型矿井设计规范》、《煤矿井下消防洒水设计规范》、《煤矿井下供配电设计规范》、《煤矿井下辅助运输设计规范》、《煤矿井下排水泵站及排水管路设计规范》、以及《煤矿防治水规定》、《煤炭建设工程造价费定额及造价管理有关规定》等有关法律、规程、规定和国家有关方针、政策
三、矿井××采区建设条件评述
1、外部建设条件:
运输、电源、水源、通信等。
2、××采区资源储量:
四、设计主要特征
1、××采区设计建设规模:××kt/a。
2、××采区开拓、开采
3、采区通风
4、采区供电
5、提升、运输方式: +××m绞车房装备Φ1.2m绞车提运煤、矸石、材料和设备,人行回风上山装备架空乘人器。
7、供风、供水。
9、排水系统:设计在井下+××m车场附近设水泵房,将矿井水抽排到+××水平自流出硐口,并在硐口附近设沉淀池,矿井水经沉淀池水质处理达标后排放。
……
五、存在问题与建议
第一章 采区运输
第一节 采区运输方式及设备
井下运输平巷采用人力推1.0吨U型矿车运输。
第二节 采区辅助运输
为方便井下工作人员上下班,以减轻体能消耗,矿井已在+100m~+300m安设一台RJY30型架空乘人器,配套电机功率22kW,电压660V。
第二章 采区提升、通风、排水设备
第一节 提升设备选型
矿井采用平硐开拓,北块段一采区、南块段二采区只有上山一个区段,没有提升设备,矿井北块段三采区+272m提升绞车承担矿井三采区原煤(后期为6万吨)、矸石以及井下所需的所有设备、材料的运送,不提升人员,其提升设备选型计算如下:
一、设计依据
1、原煤年产量AN=60kt/a,矸石率按原煤30%考虑。
2、工作制度:年工作日330天,三班提升,日净提升时间16h。
3、轨道下山特征:井筒倾角25°,上部标高+272米,下部标高+120米,斜长L=360m,上部、中部车场为甩车场,下部为平车场。
4、提升方式:单钩串车提升。
5、提升内容:提升煤炭、矸石、材料、设备和人员等。
6、提升容器:采用0.75V形翻斗车,名义载煤0.6t,自重600kg,容积0.75m3。
7、提升不均衡系数:C=1.25,矿车装满系数取0.9。
8、下部车场的运行距离:LH=20m,上部车场的运行距离:LB=30m。
9、散煤容重:γ=0.9t/m3、矸石容重γ′=1.6t/m3。
二、绞车选型计算及校验
1、一次提升量计算
提升斜长Lt= LB + L + LH =20+360+30=410m;
初选提升速度V=2.5m/s,一次提升循环时间估算为428s。
矿车串车数为:提煤时串4辆,提矸时串2辆。
2、钢丝绳选择
绳端荷重(按最大负荷提煤计算):
Qd=4×(600+600)×0.432=2072kg
计算钢丝绳单位重量0.8865kg/m
初选提升钢丝绳6×19S+FC-Ф18-1570型,参数如下:
直径ф182245~+50 mm,单重1.17kg/m,公称抗拉强度1570MPa,最小钢丝破断拉力总和204kN。
安全系数检验 提煤时m=8.6>6.5合适
提矸时m=8.7>6.5合适
3、绞车选型
滚筒直径D≥60d=60×18=1080(mm)
最大静张力F=23143(N)
选用JTPB1.2×1.0型矿用防爆提升绞车参数:D=1200mm,B=1000mm,Ve=2.5m/s,Fze=30000N,该型绞车还配备了深度指示器及工作制动和安全制动双闸等安全保护装置。
钢绳缠绕层数Z=(+5)(18+2)/1000
=2.432<3(层)合适
4、电动机选型
电动机功率Ns==70.7(kW)
选用配套防爆电机YB2315S-6型,功率75kW 660V
5、天轮选择
天轮直径Dt≥40d=40×18=720(mm)
选移动式天轮TD型,D=800mm,Y=700mm
6、提升能力计算
⑴日提升时间计算
日提升时间计算见表7-1-1
表2-1-1 日提升作业时间平衡表
工 序
单位
数量
日提升次数
一次提升时间(s)
日提升时间
备 注
s
h
提煤×1.25
t
95
426
40341
11.21
95
一次提煤3部提矸2部
提矸×1.25
t
19
426
8252
2.29
19
材料
次
6
426
2556
0.71
设备及其它
次
3
426
1278
0.36
合 计
14.56
3600×330×16×0.6×4
⑵年提升能力A=————————————=85670(t/年)
1.25×426
富裕系数af=1.43
7、提升力学验算
⑴变位质量
变位质量总计 13514(kg)
⑵提升力计算 重车从下部车场开始上提
初加速开始F0=29228 (N)
初加速终了F0`=29202 (N)
等速开始F1=25147 (N)
等速终了F1'=25035 (N)
主加速开始F2=31792 (N)
主加速终了F2`=31764 (N)
等速开始F3=25007 (N)
等速终了F3'= 22588 (N)
主减速开始F4=15831 (N)
主减速终了F4`=15787 (N)
得:ΣF2t=974364634 (kg2s)
等效时间Tdx=159.5(s)
等效力Fdx=24221 (N)
等效功率Ndx=74.1 (kW)
8、电动机过载系数验算
31792×2.5
λ`=————————=1.25<λ×0.85=2.0×0.85=1.7
1000×0.85×75
可见所选电动机合适。
附图:提升速度图、力图、系统如图7-1-1、7-1-2、7-1-3、7-1-4所示。
图2-1-1 提升速度图
图2-1-2 提升力图
图2-1-3 提升系统示意图
三、附属设施
+272绞车电源由北块段+272地面变电所供井下的矿用一般型低压配电屏馈出一路660V电源供电,电控由主机生产厂成(配)套供应,须带有PLC可编程控制器的电控系统。绞车房应有足够的照明设施,照明电压为127V。提升机、电控设备等所有带电设备均设有可靠的接地并与矿井总接地网相连,其接地电阻不大于2Ω。
第二节 通风设备
矿井××采区为低瓦斯矿井,设计采用××分列式通风方式、全负压抽出式通风系统。矿井+294m风井主通风机选型计算如下:
一、设计依据
1、瓦斯等级:低瓦斯
2、矿井需要风量及负压
困难时期:负压330.58Pa,风量18.3m3/s
二、风机选型计算
计算过程同上,风机选用FBCZ-6-No14B型矿用防爆抽出式轴流主通风机两台,风量12.5~31.5m3/s,静压150~800Pa,一台工作,一台备用,配套电机功率30kW,电压660V。
工况点确定:风机工况点见表2-2-2。
表2-2-2 风机运行工况点的参数表
项 目
风量(m3/s)
负压(Pa)
叶片安装角度
效率η
困难时期M
22.1
527
36°
0.76
矿井+480主通风机运行工况点M如下图所示。
三、风机供电及电控
矿井+294主通风机采用两路(380V)电源独立供电,由+294风井变电所GGD2低压配电屏出,一路工作另一路带电备用,确保主通风机供电安全可靠性。
风机配套专用风机起动柜,设有短路、过负荷、欠电压及接地等各种保护。风机电控装置由主机生产厂成(配)套供应。通风机值班室设有两部电话,其中一部为直通矿调度室的电话。通风机配电室内所有带电设备及室外通风机等均须设有可靠的接地装置,其接地电阻不大于4Ω。
四、反风方式及设施
风机采用反转反风,通过风机配套控制设备控制风机的正反向运行,反风量可达正风量40%以上,并能在10分钟风改变巷道内的风流方向。风机反风时必须先拉闸断电,然后再进行反风操作。风机配套扩散器、扩散塔、主通风机参数测试仪、电机轴承定子温度测试仪、消声器。通风机噪声不超过85dB,对附近居民区的噪声不超过55dB。
第三节 排水设备
设计在××采区井下+100m区段车场附近设水泵房,将矿井水抽排到+270水平硐自流出硐口,并在硐口附近设沉淀池,矿井水经沉淀池水质处理达标后排放。+100m水平主排水泵房排水设备选型计算如下:
一、设计依据
正常涌水量100m3/h,最大涌水量206m3/h
排水标高+100m~+270m,排水高度170m
水质:强酸性
二、水泵选型计算
1、水泵选型
正常涌水时水泵必须排水量Q=1.2×100=120m3/h
最大涌水时水泵必须排水量Qmax=1.2×206=247.2m3/h
水泵扬程估算H=1.22×(170+5.5)=214.11m
水泵选择DF155-30×7型多级耐腐蚀离心水泵三台,正常工作时一用一备一修,最大排水量时二用一备。
水泵参数:Qe=155m3/h He=214.9m ne=1480rpm Ne=160kW η=77% Hs=6.3m
2、排水管网计算
排水管径Dg’==0.158~0.191m
排水管径取Dg=207mm
吸水管径取Ds=231mm
计算排水流速Vd=1.28m/s
计算吸水流速Vs=1.03m/s
管路中扬程损失 ΔH=14.1mH2O
3、水泵工况点确定
管路阻力系数R=5.9×10-4
管网特性曲线H=175.8+5.9×10-4Q2
工况点如下:
Q=162m3/h H=191m η=77%
水泵轴功率N=111.6kW
4、电动机功率计算及电动机选型
Nd=1.2×=141kW
选用电动机Y315M2-4型 Ne=160kW ne=1480rpm Ve=660V
5、排水管路选择
排水管选用DN200矿用钢塑复合管,P=2.5MPa
吸水管选用DN250矿用钢塑复合管。
排水管路沿副斜井井筒敷设二趟,采用法兰连接,用托管梁固定,正常涌水时一趟管路工作,最大涌水时二趟工作。
6、排水时间验算
正常涌水量时t=14.8h<20h/d
最大涌水量t’=(24×206)/162/2=15.3h/d<20h/d
可见所选水泵满足要求。
由于井下矿坑涌水具有强酸性,应在+100片盘水仓入口沉淀池进行酸性水中和处理,以提高矿井排水设备、设施的使用寿命,尽可能减少矿井水污染。
三、泵房供电
矿井+100m排水泵由井下+210m主变电主变电所用两路660V电源独立供电,一路工作另一路带电备用,确保主排水泵供电安全可靠性。
第四节 采区供风
矿井××采区供风利用矿井工广空压机房已有的空压机进行集中集中供风,压风管路由井下××运输大巷引至××采区井下掘进头风动工具中,其中主干管选用DN100钢管,支管选用DN65、DN50钢管。管子接头采用快速接头连接。风动工具经分风器、胶皮风管与风管相连。胶皮风管每根取20m。在井口及主干管最低点处设置油水分离器。矿井避灾路线上均敷设压风管路,并设置供气阀门,间隔不大于200m。
第三章 采区消防洒水
第一节 给 水
一、水源
矿井××采区水源取自井下+300m供水管网,可以满足该采区井下生产、消防用水的需要。
二、供水系统
+340m高位水池→+300m运输大巷→井下各用水地点。井下供水系统采用静压供水,由一趟DN80无缝钢管沿送至井下各用水点,支管根据各用水点用水量及消火栓水量确定。
第二节 消防及洒水
矿井井下消防、洒水利用井上、井下地形高差,采用消防与洒水合一的静压给水系统。井下用水由+340m高位水池引入井下,消防与生产合用给水管路系统。根据《煤矿井下消防、洒水设计规范》(GB50383-2006)及《煤矿安全规程》设计在重要保护区域及井下交通枢纽15m以内,如下部车场、采区上、下山口、机电硐室及消防材料库硐室入口、掘进巷道入口、回采工作面进回风巷口,其它巷道每隔100m防火保护距离设置SN50型或SNSS50型消火栓,以保证有两股水柱同时灭火。在设有供水管道的各条大巷、上山及顺槽,每隔100m设置一个DN25给水栓,或在消火栓处配置给水栓异径接头(DN50×25),使消火栓平时可具有给水栓功能。所有矿井采区避灾线路上应敷设供水管路,压风自救装置处和供压气阀门附近应安装供水阀门。所有采掘工作面和其他人员较集中的地点、井下各作业地点及采区避灾路线上应设置供水管路及供水阀门,保证各采掘作业地点在灾变期间能够实现提供应急供水的要求。为了保护用水器具,根据需要在许多用水点设置减压阀,管道内静压超过2.5MPa时采用耐压为4.0MPa减压阀、闸阀及配件,管道内静压小于2.5MPa时采用耐压为2.5MPa减压阀、闸阀及配件。管网中支管起点附近位置设控制阀门,干管及支管直线段每隔一段距离设一检修阀。系统设计压力通过减压阀控制在小于4.0MPa,各用水点再通过减压阀将水压降至工作点所需水压。
在井下采掘工作面、溜煤眼均设置喷嘴喷雾防尘装置和一个放水口,实施放炮后喷雾除尘。在回风顺槽靠近出口及距工作面50m内,装煤点下风向15~25m处、运输顺槽、回风巷及承担运煤的进风巷设置一道风流净化水幕,以降低粉尘危害。在承担运煤的主进风平峒或斜井设一道水幕除尘,争取最大限度地消减煤粉尘,保护生产工人健康。
第四章 采区供电及通信
第一节 供电电源
矿井××采区采用双回路供电,在井下+100m标高设主变电所,两路10kV电源用MYJV22-8.7/10-3×35型交联电力电缆引自井下××主变电所,长度约1500m,正常工作线路最大电压降为0.12%,任一条高压下井电缆均能承担井下全部用电负荷。
第二节 电力负荷
矿井××采区负荷指标见表4-2―1
表4-2-1 用 电 负 荷 统 计 表
序号
负荷名称
额定电压(V)
额定容量(kW)
设备
数量
设备容量(kW)
需用系数
COSφ
tgφ
最大负荷
最大负荷利用h
年耗
电量kWh
备 注
全部
工作
全部
工作
有功(kW)
无功(kvar)
视在(kVA)
一、+300绞车变
1
+300提升绞车
660
75
1
1
75
75
0.80
0.80
0.75
60
45.0
2
架空乘人器
660
22
1
1
22
22
0.70
0.80
0.75
15.4
11.6
3
井下照明
127
2.5
1
1
2.5
2.5
1.00
0.70
1.02
2.5
2.6
小计
3
3
99.5
99.5
2.50
0.80
2.52
77.9
59.1
98
KS11-160一台
二、+100变负荷
1
排水泵
660
160
3
2
480
320
0.70
0.85
0.62
224
138.8
2
局部通风机
660
8
4
4
32
32
0.80
0.70
1.02
25.6
26.1
3
局部通风机
660
4
2
2
8
8
0.80
0.70
1.02
6.4
6.5
4
回柱绞车
660
7.5
2
2
15
15
0.50
0.70
1.02
7.5
7.7
5
探水钻
660
7.5
1
1
7.5
7.5
0.50
0.70
1.02
3.75
3.8
6
电煤钻
127
1.2
6
6
7.2
7.2
0.80
0.70
1.02
5.76
5.9
7
井下照明
127
5
1
1
5
5
1.00
0.70
1.02
5
5.1
小计
19
18
555
395
0.82
278
194
339
KS11-400二台
采区合计
22
21
654.2
494.2
0.82
356
253
437
第三节 采区供电
一、+300绞车变电所供配电
设计在××采区+300m绞车房通道附近设绞车变电所,10kV电源用MYJV22-8.7/10-3×35型交联电力电缆引自井下××变电所,配备一台配备PJB47型矿用隔爆高压真空配电装置、一台KS11-160/10/0.69 160kVA矿用变压器和KBZ型矿用真空馈电开关向井下+300提升绞车、架空乘人器等负荷供电。
二、+100变电所供配电
设计在××采区井下+100m标高设(主)变电所,两路10kV电源用MYJV22-8.7/10-3×35型交联电力电缆引自井下××主变电所,长度约1500m,正常工作线路最大电压降为0.12%,任一条高压下井电缆均能承担井下全部用电负荷。变电所配备PJB47型矿用隔爆高压真空配电装置,二台KS11-400/10/0.69 400kVA矿用变压器(一用一备)和GKY-11矿用一般型低压配电屏供井下+100m排水泵及采掘移动设备等负荷用电。
三、保护及接地
井下高低压设备均选用具有漏电保护功能的设备,变压器采用中性点不接地的供电方式,变电所的低压侧总开关设有漏电保护,低压馈出的线路均设有过负荷及短路保护。井下各采掘工作面的电气设备与局部通风机配电开关均通过矿井安全监控系统实现瓦斯、风、电闭锁。井下各采、掘进工作面及回风顺槽等处的电气设备按《煤矿安全规程》要求,一律采用矿用防爆型设备。煤电钻使用具有检漏、漏电闭锁、短路、过负荷、断相、远距离起动和停止电钻功能的综合保护装置。 井下电气设备按《煤矿安全规程》要求配备了接地、过流、漏电保护装置。
设计在+100主排水泵房的主、副水仓内分别设置主接地极,接地极用耐腐蚀的钢板制成,其面积不小于0.75m2,厚度不小于5mm。井下提升绞车房、各个电气设备配电点、铠装电缆接线盒等处设置局部接地极,所有电气设备外壳均应与局部接地极、总接地极连接,形成一个接地网,接地网上任一保护接地点的接地电阻值不得大于2Ω,每一移动式和手持式电气设备至局部接地之间的保护接地用电缆芯线和接地连接线的电阻值不得超过1Ω。井下电气设备按《煤矿安全规程》要求配备了接地、过流、漏电保护装置。
四、井下照明
井下照明及信号系统由带有127V漏电保护的照明信号综合保护装置提供127V低压电源。采区人行回风上山、各区段底车场、机电硐室等均装设固定照明,照明灯具选用有“煤安”标志的防爆节能荧光灯。
第四节 通 信
××采区通信干线电缆引自××运输大巷的分线盒。××采区+100m(主)变电所/水泵房须设置直通电话。
井下绞车房、各水平车场等主要设备硐室及采掘工作面均设有电话单机,井下电话单机选用矿用电子电话机,以便安全生产联络使用。
第五节 信 号
提升绞车起、停、工作及检修均采用声、光兼备信号系统联系,工作面的回柱绞车采用音响信号作为放顶时工作联系用。提升信号装置必须同绞车的控制回路闭锁,以策安全。
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