石窟煤业提升系统能力核定.doc

机电提升运输生产核定能力计算

三元石窟煤业机电科
2017年9月6日

目 录

一、主井提升能力核定 1
二、副井提升能力核定 2
三、井下排水系统生产能力核定 3
四、供电系统生产能力计算核定 6
五、井下运输系统生产能力核定 8
六、地面生产系统能力核定 12

机电提升运输系统生产能力核定

一、主井提升能力核定
一、提升系统生产能力必备条件核查
1、提升系统的设备、设施配套完整，符合有关规程规范要求，经具备资质的山西煤矿矿用安全产品检验中心测试合格；
2、提升系统保护装置完善，运转正常；
3、提升系统技术档案齐全，各种运行、维护、检查、事故记录完备，每日强制性检查和维护时间应达到2～4h。
经现场核查，本矿提升系统满足以上必备条件。
二、概况
（一）提升方式
主立井井筒直径4.05m，净断面 m2，井筒深度255m，主井装备2JK-2.5/11.5单绳缠绕式提升绞车，双钩箕斗提升，选用30 NAT 6V*34+FC 1670 MPa SS型光面三角股钢丝绳，担负矿井提煤任务；提升绞车采用定量装载并实现数控自动化运行，配备PLC型提升机综合后备保护仪，主立井提升系统保护装置完善，运转正常。
（二）主要技术参数
主立井装备2JK-2.5/11.5单绳缠绕式提升绞车，提升机滚筒直径2.5m，宽度1.2m，最大静张力90KN，最大静张力差55KN，绞车最大运行速度6.6m/s，电机型号YPKK500-10，电机功率450kw，选用JG-3型立井提煤底卸式箕斗，名义载重量3t，有效容积4m3，自重3171kg，容器全高7470，井口至装载点高度：255m，卸载高度12m，提升中心距：1539mm，选用30 NAT 6V*34+FC 1670 MPa SS型光面三角股钢丝绳，单重3.75kg/m，破断拉力总和574KN，使用按照以上条件每日提升时间可按18h计算，年工作日330d计算。
首绳选用28 ZBB 6V*34+FC 1570 MPa ZZ/SS型镀锌三角股钢丝绳，单重3.26kg/m，破断拉力总和487KN，尾绳选用PD 8*4*7/113*19 1370MPa单重6.15kg/m，破断拉力总和1004KN。
三、计算过程及结果
提升能力核定按下式计算：

式中：A—主井提升能力，万t/a；
b—年工作日，330d；
t—日提升时间，18h，
PM—每次提升煤炭量，3t/次；
k—装满系数。立井提升取1；
k1—提升不均匀系数1.1；
K2—提升设备能力富余系数，取1.1-1.2；
T—提升一次循环时间，80s/次。

综合以上数据矿井主提升核定能力约为63.4万t/a
二、副井提升能力核定
一、提升系统生产能力必备条件核查
1、提升系统的设备、设施配套完整，符合有关规程规范要求，经具备资质的山西煤矿矿用安全产品检验中心测试合格；
2、提升系统保护装置完善，运转正常；
3、提升系统技术档案齐全，各种运行、维护、检查、事故记录完备，每日强制性检查和维护时间应达到2～4h。
经现场核查，本矿提升系统满足以上必备条件。
二、概况
（一）提升方式
副立井井筒直径5.0m，净断面 m2，井筒深度257m，副立井装备JKMD-2.8×4ZI型多绳摩擦提升机2，单罐笼配平衡锤提升，首绳选用28 ZBB 6V*34+FC 1570 MPa ZZ/SS型镀锌三角股钢丝绳，尾绳选用PD 8*4*7/113*19 1370MPa扁钢丝绳，担负矿井运送人员及物料提升任务；提升绞车可实现数控自动化运行，配备PLC型提升机综合后备保护仪，副立井提升系统保护装置完善，运转正常。
（二）主要技术参数
副立井装备JKMD-2.8×4ZI型多绳摩擦提升机，摩擦轮直径2.8m，减速机速比：10.5，天轮直径2.8m，摩擦系数≥0.25，钢丝绳间距300mm，钢丝绳最大静张力335KN，钢丝绳最大静张力差95KN，绞车最大运行速度6.5m/s，电机型号YPKK560-12，电机功率560kw，选用GDG1611罐笼，罐笼自重10t，平衡锤型号GDG/E/1/1，平衡锤重量14.9t，首绳选用28 ZBB 6V*34+FC 1570 MPa ZZ/SS型镀锌三角股钢丝绳，单重：3.26kg/m，破断拉力总和487KN，尾绳选用PD 8*4*7/113*19 1370MPa单重6.15kg/m，破断拉力总和1004KN。罐笼最大载重量提人为20人，提物为9.8t，提升高度255m，经实测提升材料、升降人员的一次循环时间为240s/次，每次提升一辆1吨矿车。
三、计算过程及结果
副井提升能力核定按下式计算：

式中：A—副井提升能力，t/a；
R—出矸率（矸石与产量的重量比），9.3%，本矿井实际采掘过程中矸石均从主井提升，针对副井提升能力核定不涉及此参数；
PG—每次提矸石重量，1t/次；
TG—提矸一次循环时间，240s/次；
M—吨煤用材料比重，3% ；
PC—每次提升材料重量，1t/次；
TC—每次提升材料循环时间，240s/次；
D—下其他材料次数，8次
TQ—下其他材料每次循环时间，240s/次；
TR—每班人员上下井总时间，3600s/班。

综合以上数据矿副井提升核定能力约为171.6万t/a.
三、井下排水系统生产能力核定
一、排水系统生产能力必备条件核查
1、排水系统完善，设备、设施完好，运转正常，3台主水泵经具备资质的山西煤矿矿用安全产品检验中心测试合格。
2、有依法批准的地质报告提供的正常涌水量和最大涌水量，以及生产期间的实际涌水量数据。有突水淹井危险的矿井应有经技术论证的突水量，并有防治水害的有效措施。
3、管理维护制度健全，各种运行、维护、检查、事故记录完备，有每年一次的全部工作水泵和备用水泵联合排水试验报告。
经现场核查，本矿排水系统满足以上必备条件。
二、概况
井下主排水系统安装三台MD85-45×7耐磨型离心式水泵，其中一台运行，一台备用，一台检修，水泵额定流量：85m³/h，扬程315m，电机功率132kw，吸排水管均为φ159mm无缝钢管，采用常州天地科技的KJ-43矿井排水自动控制系统。主水仓容量1214m³，副水仓容量628m3，矿井正常涌水量40 m3/h，最大涌水量70 m3/h。
采掘工作面涌水，经潜水泵排水至中央水泵房。
根据生产矿井地质报告，矿井现开采3号煤层，采用本矿井目前实际生产资料计算含水系数。正常涌水量时含水系数Kp =0.377m3/t，最大矿井涌水量时含水系数Kp =0.754m3/t，本矿井设计年产量0.60Mt/a,按每年330个工作日计算，日产量为1818.18t/d, 按上式计算，矿井达到设计生产能力时正常涌水量为685m3/d，最大涌水量为1371m3/d。矿井年产量0.60Mt/a时，矿井正常涌水量取700m3/d，最大涌水量取1400m3/d。
按以上涌水量确定矿井正常涌水量40m3/h，最大涌水量70m3/h。
三、计算过程及结果
1、主水仓容量需求验算：
按正常涌水量在1000m3/h以下矿井计算：
V≥8Qs（m3）
式中：
V—主要水仓的有效容量，m3；
Qs—矿井每小时正常涌水量，本矿井为40m3/h。
1214≥8×40=320m3
水仓容积满足要求
2、矿井正常涌水量排水能力：

3．矿井最大涌水量排水能力：

式中：
An—排正常涌水时的能力，万t/a；
Bn—工作水泵小时排水能力，m3/h；
Pn—近5年最大年度平均日产吨煤所需排出的正常涌水量，m3/t（按矿井2013年正常涌水量（40×24×365）/531250=0.66计算）；
Am—排最大涌水时的能力，万t/a；
Bm—工作水泵加备用水泵的小时排水能力，m3/h；
Pm—近5年最大的年度平均日产吨煤所需排出的最大涌水量，m3/t（按矿井2013年矿井最大涌水量（70×24×365）/531250=1.15）计算）。
综合以上数据矿井下排水核定能力正常涌水时为85万t/a，最大涌水时为94.7万t/a.
四、供电系统生产能力计算核定
一、供电系统能力核定必备条件核查
1、供电系统合理，设备、设施及保护完善，技术性能符合规定，系统运行正常；
2、供电系统技术档案有待完善，各种运行、维护、检查、事故记录等完备，管理制度健全。
3、本矿地面35kV变电站双回路电源分列运行，一回工作，一回热备用。
4、《煤矿安全规程》规定：年产6万t及以下的矿井采用独立的、未分接任何负荷的单回路电源供电时，还应有满足通风、排水、提升等矿井设备可靠运行的备用电源。本矿井为年产60万t的矿井，本项不予考虑。
经现场检查，矿井供电系统符合能力核定必备条件。
二、概况
（一）供电电源
矿井在用两回路35KV电源供电，其中一路引自羿神110KV变电站35KV母线段，架空供电距离10.6km，导线采用LGJ-185mm2；另一回路引自西白兔110KV变电站35KV母线段，架空供电距离8.8km，导线采用LGJ-150mm2。两回路电源线路一回工作，一回热备。当一回线路故障时，另一回完全保证全矿井负荷供电，能力核定计算为工作线路和工作变压器的折算能力，备用线路不计入供电容量。
35KV变电站内主变压器选用SZ10-5000/35双绕组有载调压变压器3台，容量均为5000KVA，其中一台次级电压为10KV供给吉安煤业，另外两台次级电压为6KV做为矿井主供电电源，矿井地面主要电压等级分别有35KV，6KV，0.4KV，照明电源采用三相四线制供电。
两回路下井电源引自35KV变电站6KV母线段，电缆选用MYJV42-8.7/10 3*95，井下设置中央变电所，采区变电所，均采用干式变压器，由中央变电所母线段引出6KV电源至采面工作面移动变压器，采煤机组供电电压为1.2KV，其余设备供电电压为0.69KV，照明采用127V。局部扇风机双回路电源均来自中央变电所的专用变压器，实现三专两闭锁。
（二）供电系统
1、地面供电系统
三元石窟煤业35KV变电站位于矿区中西侧，占地1100平方米。由长治供电勘测设计院设计，2011年6月18日开始施工，2012年7月8日建成投运。
本站为35KV双电源供电，其中一路来自西白兔110KV变电站35KV母线段428出线，另一路来自羿神110KV变电站35KV母线段440出线。站内装设3台SZ11-5000/35 型油浸式有载调压变压器，容量为5000KVA，其中一台10KV出线供给吉安煤业，另两台6KV出线供给本矿，一运一备；另装设2台SC10-50/35/0.4型站变，容量为50KVA。站内电气主接线35KV、10KV、6KV均采用单母线分段接线。35KV装有KYN61-40.5(Z)户内铠装型移开式交流金属开关柜11面，10KV装有KYN28A-12(Z)户内铠装型移开式交流金属开关柜3面，6KV装有KYN28A-12(Z)户内铠装型移开式交流金属开关柜26面。10KV出线间隔1回，6KV出线间隔16回。6KV母线段装设6KV干式偏磁自动调谐消弧线圈成套装置2套、6KV高压自动投切无功补偿装置2套。自动化控制设备为DT2000B型变电站综合自动化系统成套装置。

35KV变电站是全矿区供电的枢纽，担负着井上下安全供电的重要任务，是我公司自动化程度较高、可实现无人值守的变电站。
2、井下供电系统
2.1中央变电所
根据井下采区布置及用电负荷分布，井下设中央变电所一座处，井下主变电所6kV、0.69kV母线接线方式均采用单母线分段，所内设置PJG1型矿用隔爆型高压真空配电装置、KJZ矿用隔爆型真空馈电开关，2台KBSG-500/6 6/0.69kV矿用隔爆型干式变压器,2台KBSG-100/6 6/0.69kV矿用隔爆型干式变压器(局部通风机专用)。井下中央变电所分别以两回向6kV向30104回采工作面、30106掘进工作面供电；以三回0.69kV向主水泵房供电；以一回660V向运输大巷胶带机、给煤机以及轨道大巷调度绞车等低压负荷供电。
2.2井下高、低压配电系统
在30104综采工作面选用1台KBSGZY-1000/6 6/1.2kV矿用隔爆型移动变电站、1台KBSGZY-400/6 6/0.69kV矿用隔爆型移动变电站。
在30106运输顺槽联络巷掘进工作面选用1台KBSGZY-500/6 6/0.69kV矿用隔爆型移动变电站。
综采工作面的采煤机、前后刮板输送机、破碎机、转载机供电电压为1140V，其余设备供电电压为660V。掘进工作面的设备供电电压均为660V。
井下主变电所至各移动变电站的电缆采用MYPTJ-6/10矿用移动金属屏蔽监视型橡套软电缆；采煤机采用MCP-0.66/1.14型采煤机屏蔽橡套软电缆供电；其余设备采用MYP-0.66/1.14型矿用移动屏蔽型橡套软电缆供电；电钻采用MZ-0.3/0.5型电钻电缆供电；井下照明采用MYQ-0.3/0.5型矿用移动轻型橡套软电缆供电.
主水泵的控制设在主变电所内,泵房内只设自动排水集中控制。
井下40kW及以上的电动机控制设备，采用真空磁力起动器。
掘进工作面局部通风机采用“三专、两闭锁”双风机、双电源连续供电方式，采用专用变压器2台作为掘进局部通风机的专用电源，利用动力变压器作为掘进局部通风机的备用电源，选取矿用隔爆型风机双电源组合式开关，实现局部通风机主、备互投、自动切换，并结合瓦斯监控系统，完成“风电、瓦斯电”闭锁功能。
2.3检漏及接地
井下供电网络为中性点不接地系统。由地面变电所至井下主变电所的电缆线路上均设有零序电流互感器和相应的漏电保护装置；主变电所及采区变电所的高压出线回路上装有高压漏电保护装置；采区变电所至移动变电站的6kV线路的漏电和绝缘检测，由MYPTJ-6/10矿用移动金属屏蔽监视型橡套软电缆，通过BGP-6矿用隔爆型高压真空配电装置内的检漏保护和绝缘监视保护装置实现。井下低压馈电线路上均装设有选择性的检漏保护装置。由上述装置对井下电网的绝缘状况进行连续检测，当电缆线路发生故障时，可及时切断电源，以保证矿井安全生产。
在井底水泵房的主、副水仓中各设一组3000×500×5mm主接地极，有固定设备的硐室、采区变电所、移动变压器、高低压配电点及高压动力电缆铠装电缆接线线盒等地均设局部接地极。所有电气设备的保护接地装置(包括电缆的铠装、接地芯线等)和局部接地装置，均同主接地极相连接，以形成总接地网，其接地电阻不大于2Ω。
2.4井下照明
在各机电硐室、井底车场、运输大巷、运输顺槽等处均设有固定照明装置，照明灯具采用EXJ-18/27、127V 18W矿用隔爆型节能荧光灯；采煤工作面采用KBY-62型自移支架隔爆型荧光灯照明。为保证井下照明安全，选用保护齐全的ZBZ型矿用隔爆照明综合保护装置供给127V照明电源。
三、计算过程及结果
（一）、电源线路能力核定按下式计算：

式中：
AX—电源线路的折算能力，万t/a；
P线—线路合理、允许的供电容量。
W—矿井吨煤综合电耗，9.98kWh/t，采用上年度的实际吨煤综合电耗。
其中：

式中：
ξ线—35kV三相架空线路LGJ-185单位负荷功率因素为0.90时，矩时电压损失百分数为0.0297%/(MW km)；
4.52%—35kV三相架空线路允许电压降百分数，4.52%
L线—LGJ-185三相架空线路长度为10.6 km。
经上述计算确定：矿井10kV电源线路折算能力约347万t/a。

综合以上数据我矿供电核定能力约为760万t/a。
（二）主变压器能力核定按下式计算：

式中：
A—变压器的折算能力，万t/a；
S—工作变压器容量，5000kVA；
ψ—为全矿井的功率因数，取0.9；
w—矿井吨煤综合电耗，9.98kWh/t，同电源线路能力核定计算式采用数。

综合以上数据我矿变压器核定能力约为万238万t/a。
由以上计算和校验，本矿电源线路和下井电缆符合《煤矿安全规程》要求。根据线路及变压器的能力计算，取其较小值，本次能力核定确定矿井供电系统核定能力为238万t/a。
五、井下运输系统生产能力核定
一、井下运输系统能力必备条件的核查
1、井下运输系统环节完善。煤炭连续运送，带式输送机的胶带采用阻燃抗静电型，运输设备运转正常。运输设备必配的 综合保护设施齐全。斜巷轨道运输设置有挡车器防跑车装置。
2、各种行车、调度信号设施齐全，安全标志齐全、醒目，车场、巷道内照明符合规定。
3、井下运输系统电气设备符合相应的防爆要求。
经现场检查，井下运输系统符合能力核定必备条件。
二、概况
井下3号煤层单水平开采，共布置1个综采工作面、1个综掘工作面。井下煤炭运输除采掘工作面采用刮板输送机和转载机外，顺槽、采区和大巷运输采用带式输送机运输。井下辅助运输采用运输绞车、调度绞车运输设备、材料、矸石等。人员入井乘副立井罐笼至井底，然后步行至工作面。
1．主运输系统
1）回采工作面煤流运输系统
综放工作面原煤运输流程为：30104回采工作面4MG200-W1型采煤机落煤→回采工作面SGZ630/220型刮板输送机（前后2部）→运输顺槽SZZ730/132型转载机→运输顺槽SSJ80/55×2型带式输送机→5号皮带DSJ80/55×2型带式输送机→4号皮带DSJ80/30型带式输送机→3号皮带DSJ80/30型带式输送机→301采区皮带DSJ80/55×2型带式输送机→上仓巷皮带DTL100/60/132皮带运送至煤仓→经配煤巷装载系统→主井箕斗提升→地面生产系统。
2）掘进工作面煤流运输系统
30106运输顺槽联络巷工作面：掘进工作面EBZ120型掘进机落煤→DSJ80/55型可伸缩带式输送机→1号皮带DSJ80/30型带式输送机→仓巷皮带DTL100/60/132皮带运送至煤仓→经配煤巷装载系统→主井箕斗提升→地面生产系统。
2．辅助运输系统
井下辅助运输采用运输绞车、调度绞车牵引矿车运输。
副井提升机→井底车场→轨道运输大巷SQ20/22无极绳绞车、JD-11.4调度绞车→301采区轨道下山→2号联络巷JDSB-13双速绞车→采掘煤工作面顺槽调度绞车。
人员→副立井提升绞车（乘单钩罐笼）→副井底车场（步行）→轨道大巷（步行）→301采区皮带巷（步行）→采掘工作面（步行）。
井下倾斜轨道运输巷设有防跑车装置；各种行车、调度信号设施齐全，安全标志齐全、醒目，车场、巷道内照明符合规定；井下辅助运输系统符合运输能力核定要求。
三、计算过程及结果
1、上仓巷提升系统能力核定
上仓巷采用带式输送机提升时，提升能力核定按下式计算：

式中：A—年运输量，万t/a；
k—输送机负载断面系数，按下表取值：
物料煤动堆积角（θ）
25°
30°
35°
k
带宽
（mm）
650
355
390
420
800-1000
400
435
470
1200-1400
420
455
500
1600-1800

470
520
2000-2200

480
535

B-输送机带宽，1000mm；
v—输送机带速，2m/s；
C—输送机倾角系数，按下表取值，当输送机倾角在25°-28°时，按20°-25°外推计算取值：
输送机倾角
0°-8°
8°-16°
16°-20°
20°-25°
C
1-0.97
0.97-0.88
0.88-0.81
0.81-0.72
k1—运输不均匀系数，取1.2；
γ—松散煤堆容积重，t/m3，取0.85-0.9；
t—日提升时间16h。

综合以上数据上仓巷皮带输送核定能力约为245.34万t/a。
2、301皮带巷提升系统能力核定
（一）皮带巷采用带式输送机提升时，提升能力核定按下式计算：

式中：A—年运输量，万t/a；
k—输送机负载断面系数，按下表取值：
物料煤动堆积角（θ）
25°
30°
35°
k
带宽
（mm）
650
355
390
420
800-1000
400
435
470
1200-1400
420
455
500
1600-1800

470
520
2000-2200

480
535
B—输送机带宽，800mm；
v—输送机带速，2m/s；
C—输送机倾角系数，按下表取值，当输送机倾角在25°-28°时，按20°-25°外推计算取值：

输送机倾角
0°-8°
8°-16°
16°-20°
20°-25°
C
1-0.97
0.97-0.88
0.88-0.81
0.81-0.72
k1—运输不均匀系数，取1.2；
γ—松散煤堆容积重，t/m3取0.85-0.9；
t—日提升时间16h

综合以上数据301皮带巷皮带输送核定能力约为187.7万t/a。
根据以上校验和计算，取以上计算最小值。确定井下运输系统核定能力取187.7万t/a。
六、地面生产系统能力核定
一、概况
地面生产系统主要包括主井井口房、主井至筛分间胶带走廊、筛分间、捡矸胶带走廊、末煤转载及入储煤胶带走廊等；通过分筛将原煤分成大于50mm的炭块（含矸石），末煤通过转载皮带转至入储皮带，通过双侧犁式卸料器放至储煤场，大于50mm的炭块（含矸石）通过手选皮带筛选炭块及矸石，分别通过储矸仓、储炭仓利用电动闸门放至汽车外运。
二、计算过程及结果
1、排矸能力计算
手选排矸带式输送机型号TD-S2，B=1000mm，带速：0.3m/s，Q=80t/h，本矿出矸率9.3%，年处理能力应大于5.58万吨。

排矸能力39.6万t/a，满足要求。
换算成可适应的矿井地面生产系统处理能力为60×39.6/5.58=425.8万t/a。
2、汽车外运能力计算
2.1小时装车能力

式中：
A1-小时装车能力
G-每辆车平均载重，34t；
n-可同时作业装车车位数；
t1-每辆车调车作业时间，5min；
t2-每辆车平均装车时间，5min；
2.2年装车外运能力

式中：
A-年装车外运量，万t/a；
K1-运输不均匀系数。煤矿自有汽车队曲0.9，外委汽车队0.8；
T-每日装车作业时间18h/d

综合以上数据地面生产系统汽车外运能力为97万t/a。

机电提升运输部分能力核定汇总表

序号
核定项目类别
核定能力（万吨/a）
一
主井提升系统
63.4
二
副井提升系统
171.6
三
井下排水系统
85
四
供电系统
238
五
井下运输系统
187.7
六
地面生产系统
97