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双柳矿井改扩建初步设计 　 第六章 矿井主要设备
第六章 矿井主要设备
第一节 提升设备
一、矿井辅助提升设备现状
白家焉场地主斜井检修绞车装备JK-3/30型提升机，配备YSP560-12型电机，功率560kw，配备BPDK-ZN-ZKT型电控系统。
白家焉场地副立井装备2JK-2.5/20型提升机，配备YP355L-8型电机，功率200kW，配备BPDK-ZN-ZKT型电控系统。
目前白家焉主斜井与白家焉副立井提升机运行状况良好。
改扩建后，地面辅助生产系统基本上转移到郭家山场地，辅助提升任务绝大多数均由郭家山副立井提升系统承担，白家焉副立井仅承担少量辅助提升任务。因此本次设计主要针对白家焉主斜井提煤设备、郭家山副立井设备进行设计选型。
二、主斜井原煤运输设备
根据改扩建后矿井生产能力300万t/a、开拓方式、采区布置等，主斜井原煤运输采用钢绳芯胶带输送机。胶带输送机运输具有运输量大、运输连续性好、转载环节少、运营费用低、操作简单、易于实现集中控制和自动化管理等优点。
采区工作面来煤经胶带输送机转载至主斜井胶带输送机运输至地面。
（一）白家焉场地主斜井提升系统
经2003年改造，现有的主斜井提升，使用的是大倾角胶带输送机，其技术参数为：
运输距离L=610m，倾角25°；
带宽B=1200mm，带速v=3.15m/s，带强ST2500；
运量Q=800t/h ；
驱动电机：2×560kW，6kV，1：1配置；
CST软启动装置：CST750KS-30.25。
此次改扩建后，矿井实现300万吨年产量，在前期上组煤开采时，现有皮带满足煤炭提升要求，暂不需要改造；当后期主斜井需要提升下组煤时，延深原主斜井井筒，主斜井皮带在不改变其倾角及运量前提下，改造为：
运输距离L=703.6m，倾角25°；
带宽B=1200mm，带速v=3.15m/s；
运量Q=800t/h
主斜井提升系统示意图如下。

选型计算
胶带输送机参数：
带宽B＝1200mm，带速v＝3.15m/s，承载托辊组为深槽形托辊Φ159mm（55°四节托辊），回程托辊组为V型托辊Φ159mm，钢绳芯胶带ST3150(符合MT668-2008要求)，尾部重锤拉紧。
托辊运行阻力系数 f＝0.03
传动滚筒摩擦系数 μ＝0.35
承载托辊布置间距 a0 = 1.2m
回程托辊布置间距 au = 3.0m
带式输送机宽度 B＝1200mm，
带式输送机运行速度 V＝3.15m/s
初选胶带强度 ST3150 N/mm
每米物料重量 qG=70.55 kg/m
每米胶带重量 qB＝48.48kg/m
上托辊每米长转动部分质量 qRO=27.375kg/m
下托辊每米长转动部分质量 qRU=10.027kg/m
主斜井胶带机圆周驱动力计算
带式输送机能力 满足要求
式中：
—物料的最大截面积，取0.165m2
—折减系数，取0.74
主要阻力 FH＝Lfg[(2qB+qG)*cosα+qRO+qRU)]=39315.47N
主要特种阻力 FS1＝Fε+Fgl=7565.34N
式中：Fε= Cεμ0g Lε(qG+qB) cosαsinε；
Fgl=μ2Iv2ρgl/v2 b12；
Cε—槽形系数，取0.43；
μ0—托辊和输送带间的摩擦系数，取0.35；
Lε—装有前倾托辊的输送机长度(全长安装)；
ε—托辊前倾角度，取1.5°；
μ2—物料与导料板间的摩擦系数，取0.6；
Iv—输送能力，0.25 m3/s；
l—导料槽栏板长度，取6 m；
b1—导料槽两栏板间宽度，取0.73 m 。
附加特种阻力 FS2＝5APμ3 =2520N
式中：A—个清扫器和输送带接触面积，取0.012 m2，设置2个头部清扫器和2个空段清扫器（1个空段清扫器相当于1.5个清扫器）；
P—清扫器和输送带间的压力，取70000 N/m2；
μ3—清扫器与输送带间的摩擦系数，取0.6。
倾斜阻力 FSt＝qGHg=227846.98N
传动滚筒所需圆周驱动力 Fu＝C•FH+FS1+FS2+FSt＝280111.13N
式中：C—系数，取1.073
胶带机所需逆止力矩
ML≥{Fst-0.8[Lωng(2qB+qRO+qRU)+qGωngH/sinα]}dr=134kN.m
式中：ωn—胶带下滑时对托辊的模拟阻力系数，取0.012；
dr—驱动滚筒半径，取0.625m。
电动机功率计算
带式输送机稳定运行时传动滚筒所需运行功率
PA＝Fu ×V/1000＝882.4kW
带式输送机驱动电动机功率
PM＝PA/η＝1225.6 kW
式中：η—传动滚筒到驱动电机的总效率，取0.72
为此，选择3台560 kW异步电动机。
输送带张力及安全系数计算
带式输送机采用头部双滚筒三电机传动(2:1)，确定两传动滚筒的围包角α＝200°。设，F1 、F2、分别为传动滚筒处的输送带趋入点和奔离点的张力，Fumax为起动状态传动滚筒圆周力。其中 Fumax=FU×KA 式中KA为启动系数 ，取值KA=1.2，Fumax=336133.4N
输送带带不打滑最小张力
F2min＝Fumax/3（eμα－1）＝32170.94N
重载段允许最小张力
Szmin=a0(qG+qB)g/8(h/a)max=17515.26N
空载段允许最小张力
Skmin=auqBg/8(h/a)max=17834.58N
根据满足不打滑条件及垂度条件，本条皮带机在满足不打滑条件时
取 F2= 157717.55N，此时
F3= F2+(qB*cosα+qRU)Lgf-HqBg
=18275.63N﹥17834.58N (满足空载段垂度条件)
F4=1.004 F3=18348.73N﹥17515.26N (满足重载段垂度条件)
F1＝F2＋FU＝437828.68N
输送带的安全系数：
n=B×St/F1=8.6>7，故安全系数满足要求
改造后主斜井胶带输送机主要技术参数：
输送距离L≈703.6m，提升高度H≈328m，倾角δ＝25°
带宽B＝1200mm，带速v＝3.15m/s，输送能力Q＝800t/h
胶带：阻燃钢绳芯，ST/S3150
拉紧装置：重锤车式拉紧，布置在机尾
驱动电机：3×560kW，6kV，2：1配置，
CST软启动装置：CST750KS-30.25，3台
逆止器： DSN280 2台
制动器：ST5SH (额定制动力矩181.5kN.m ) 2台
即改造后在原有两套驱动装置基础上增加一套驱动，设于原井口房内10.50平面， 皮带强度由ST2500改为ST3150，并对井口房做相应的改造。
二、郭家山场地副井提升设备
郭家山场地副井担负提升矸石、升降人员、设备（包括综放液压支架及综掘等）、材料等辅助提升任务。经技术经济比较（见表6-1-1），主要考虑节省占用井口时间等因素，且根据建设单位的要求，最终确定采用第一方案。装备JKMD-3.5×4（III）落地多绳摩擦式提升机一台，提升容器为一对1.5 t矿车一层二车宽窄罐笼，电控设备为PLC控制直流成套设备，主电动机为ZD系列专用直流电动机（1300kW 50r/min）。
1、设计基础参数
副井井口标高： +849.4m
井底水平标高： +450m
工作制度：b=330d/a，四班制，其中三班生产，一班检修；
最大班提升量：
下井工人数 185人
提升矸石 60车
下放材料 45车
下放设备 14次
其他 22次
提升容器：一对1.5t矿车一层二车罐笼(宽窄各一)，宽罐乘nr1=43人，自重22000kg（含7000kg的可卸载配重），窄罐每层乘nr2=32人，自重22000kg。
矿车：1.5 t标准矿车，载矸Q物=2700 kg自重QC=760 kg。最大件为液压支架，包括平板车在内质量为Q大件=25 t。
作业方式：普通罐笼单层装车乘人，两侧进出车。
正常提升时(宽窄罐均自重为22t)：提升方式为单层乘人；单层提矸、下料；升降矸石或料石时，对侧应配相同数量的空矿车。
升降大件工况(必须卸下宽罐侧7t可卸载配重)：窄罐侧应配一辆9t重车 ；窄罐升降9t重车时，宽罐内必须配7t配重车或2辆重车；中途上下人员时，宽罐内必须配7t配重或2辆重车，窄罐内乘人。
副井提升系统见插图6-1-1
表6-1-1 副井提升方案技术经济比较表
方案
一（采用方案）
二
三
四
内容

项目
JKMD-3.5×4
落地多绳摩擦式提升机
JKM-3.5×4
塔式多绳摩擦式提升机
JKMD-3.5×4
落地多绳摩擦式提升机
JKMD-3.5×4
落地多绳摩擦式提升机(带减速器，减速比为20)
1、提升高度
399.4m
2、提升容器
1.5t矿车单层二车宽窄罐
3、主电动机型号规格
ZD系列专用直流电动机1300kW50r/min
矿井提升专用交-直-交变频低速直联同步电动机1300kW50r/min
矿井提升专用交-直-交变频高速同步电动机1300kW1000r/min
4、最大提升速度
9.163m/s
5、主提升绳型号规格
38 ZBB 6V×37S+FC 1670 ZZ（SS）894 602
6、尾绳型号规格
162×27-ZBB-P8×4×14-1370-1740-1190两根
7、电控设备
PC控制直流成套设备
交-直-交变频成套设备
交-直-交变频成套设备
8、工人下井时间
10.06min
9、最大班净作业时间
2.65h
10、起重设备
手动双梁桥式起重机
电动超卷扬起重机
手动双梁桥式起重机
手动双梁桥式起重机
11、设备费（万元）
625
630
655
640
12、土建费（万元）
240
200
240
250
13、方案特点
优点：落地方案占用井口时间短，防震抗震性能较好。
缺点：占地面积大；防滑性能比塔式差。
优点：塔式方案占地面积小；防滑性能比落地式好。
缺点：占用井口时间长；起重设备和电梯比落地式价高。
优点：占用井口时间短，防震抗震性能较好
缺点：设备基建投资高；占地面积大；防滑性能比塔式差。
优点：占用井口时间短，防震抗震性能较好
缺点：设备基建投资高；占地面积大；防滑性能比塔式差。需使用减速器，传动效率低。
2、提升机设备选型
（1）提升高度： Ht=399.4m
钢丝绳悬垂高度： Hc=445.3m
（2）钢丝绳选型
提升主钢丝绳选38 ZBB 6V×37S+FC 1670 ZZ（SS）894 602 GB8918-2006四根，其参数见表6-1-2。
表6-1-2 副井提升主钢丝绳参数表
名 称
参 数
钢丝绳直径 d1
38mm
公称抗拉强度 σB1
1670 MPa
最小钢丝破断拉力总和 Qd1
1052238N
单位长度质量 Pk1
6.02kg/m
最粗钢丝直径 δmax
≤2.9mm（订货时提出要求）
尾绳为扁钢丝绳162×27-ZBB-P8×4×14-1370-1740-1190（GB/T20119-2006） 两根。为平衡提升系统。首尾绳单位长度质量差1.16%＜3%，为平衡提升系统。
（3）提升设备选型
选用一台JKMD-3.5×4（III）落地多绳摩擦式提升机，其主要技术参数见表6-1-3。
表6-1-3 提升机主要技术参数表
名称
参数
主导轮直径DN
3.5m
主提升绳根数n1
4
绳间距
300mm
天轮直径Dt
3.5m
允许最大静张力Fj
570kN
允许最大静张力差Fc
220kN
衬垫摩擦系数μ
≥0.25
提升机变位质量Gj
15000kg
天轮变位质量QD（QE）
2×6000kg
3、设备校验：
（1）绳径比校验
主导轮及天轮直径：
90 d1=90×38
=3420 mm＜DN =Dt=3500mm
（2）丝径比校验
1200δmax=1200×2.9＜3500mm
（3）钢丝绳最大静张力
当宽罐卸下7t可卸载配重后，装入25t大件时，系统静张力最大
Fj′=[Q大件+(Qz-Qp)+ n1 Pk1 Hc]g
=497.59kN＜Fj= 570kN
（4）提升主钢丝绳安全系数检验
提人

下大件

所选钢丝绳满足要求。
（5）钢丝绳最大静张力差
下大件工况，在未进25t大件，对侧罐笼先进9t配重车时，或者运行完毕卸下25t大件时，对侧9t配重车未卸下时，钢丝绳静张力差最大：
Fc′=[（Qz+Qpc）-（Qz-Qp）]×g =[（22000+9000）-（22000-7000）]×9.81
=156.96kN＜FC=220kN
装载大件时，需先卸下宽罐的7t可卸载配重，再向对侧窄罐笼内推入9t配重车，最后将25t大件车推入宽罐。卸载大件时，需先推出25t大件车，再将窄罐中的9t配重车推出。
提2车矸石或下放料石时，对侧罐笼为空，此时的静张力差：
Fc′=2×（Q物+ QC）×g=2×(2700+760)×9.81
=67.89kN＜Fc=220kN。
（6）摩擦衬垫比压
q=
=1.7MPa＜1.96 MPa
以上校验均合格。所选提升机满足要求。
4、提升主电动机
设计选用ZD系列矿井提升专用直流电动机，其参数见表6-1-4。
最大提升速度：
Vmax=πDNnN/60=9.163m/s
表6-1-4 主电动机参数表
名 称
参 数
型号
ZD系列专用直流电动机
额定功率PN
1300kW
额定转速nN
50r/min
电源电压
6kV
过载倍数λ
≥2.2
转动惯量Jd
8913kgm2
5、提升系统运动学计算
提升运动学计算表见表6-1-5。
表6-1-5 提升运动学计算表
序号
名称
单位
计算公式
计算结果
1
加速时间
s
t1＝V max/a1
13.090
2
加速距离
m
h1＝a1 t12/2
59.972
3
减速时间

s
t3＝（V max-V 4）/a3
12.519
4
减速距离
m
h3＝（V max+V 4）t3/2
59.860
5
爬行时间
s
t4＝h4/V4
6.250
6
制动时间
s
t5＝V4/a5
0.571
7
制动距离
m
h5＝V4t52/2
0.114
8
等速距离
m
h2＝Ht- h1- h3- h4- h5
276.954
9
等速时间
s
t2＝h2/Vmax
30.225
10
一次运行时间
s
T0＝ t1 +t2 +t3+ t4+ t5
62.66
11
休止
时间
θ
升降人员
s

58
12
提矸、煤
s

17
13
设备、材料
s

40
14
一次提升时间
升降人员
s

T= T0+θ
120.66
提矸、煤
s
79.66
设备、材料
s
102.66
表中，选取参数为：加、减速度 a1＝0.7m/s2 ㄧa3ㄧ＝ㄧa5ㄧ＝0.7m/s2
爬行速度V4＝0.4m/s；爬行高度h4＝2.5m
表6-1-6 最大班作业时间平衡表
序号
作业项目
单位
每班
提升量
每班提
升次数
一次提
升时间
每班作业
时间 (s)
1
下井人员
人
185
5
12066
603.3
2
升降人员
/
/
/
/
1.8×603.3=1085.94
3
其他人员
/
/
/
/
0.2×1085.94=217.19
4
提矸
车
60
30
79.66
2389.8
5
下放材料
车
45
23
102.66
2361.18
6
下放设备
次
/
14
102.66
1437.24
7
其他
次
/
22
102.66
2258.52
8
合计
/
/
/
/
9750=2.71h
6、提升系统动力学计算
提升系统动力学计算结果见表6-1-7~9
表6-1-7 系统变位质量统计（kg）
作业方式

名称
升降空罐
升降人员 (满43人+空)
矸(料)石车 (2矸+空)
升降大件， 对侧配重车
升降配重车， 对侧配两辆重矿车
重载侧
轻载侧
重载侧
轻载侧
重载侧
轻载侧
重载侧
轻载侧
重载侧
轻载侧
提升绳
10723
10723
10723
10723
10723
10723
10723
10723
10723
10723
罐笼
22000
22000
22000
22000
22000
22000
15000
22000
22000
15000
2辆空矿车
/
/
/
/
1520
/
/
/
/
1520
2车矸(料)石
/
/
/
/
5400
/
/
/
/
5400
大件
/
/
/
/
/
/
25000
/
/
/
配重车
/
/
/
/
/
/
/
9000
9000
/
人员
/
/
3010
/
/
/
/
/
/
/
合计
32723
32723
35733
32723
39643
32723
50723
41723
41723
32643
不平衡质量Q
0
3010
6920
9000
9000
钢丝绳弦长段
1462
1462
1462
1462
1462
提升机变位质量
15000
15000
15000
15000
15000
天轮变位质量
12000
12000
12000
12000
12000
电动机变位质量
2910
2910
2910
2910
2910
提升系统变位质量总和Σm
96818
99828
103738
123818
105738
表6-1-8 上提时动力学计算表
名称
计算公式
计算结果 (kN)
提人(满+空)
提矸(料)石
提大件
提配重车
加速段
F1=kQg+Σm a1
105.31
154.08
192.62
180.91
等速段
F2=kQg
35.43
81.46
105.95
106.89
减速段
F3=kQg-Σm a3
-34.45
8.85
19.28
32.87
爬行段
F4=kQg
35.43
81.46
105.95
106.89
停车段
F5=kQg-Σm a5
-34.45
8.85
19.28
32.87
注：表中矿井提升阻力系数k=1.2。
表6-1-9 下放时动力学计算表
名称
计算公式
计算结果 (kN)
下人(满+空)
下料石
下大件
下配重车
加速段
F1=k’Qg+Σma1
46.26
18.31
16.04
2.76
等速段
F2=k’Qg
-23.62
-54.31
-70.63
-71.26
减速段
F3=k’Qg-Σm a3
-93.50
-126.92
-157.30
-145.28
爬行段
F4=k’Qg
-23.62
-54.31
-70.63
-71.26
停车段
F5=k’Qg-Σm a5
-93.50
-126.92
-157.30
-145.28
注：表中下放时矿井阻力系数k’=－0.8。
升降人员、矸料、大件、配重车时是速度图、力图分别见插图6-1-2~5。
7、提升主电动机
根据系统负载情况，按提大件的运行方式进行校验：
ΣF2t = F12 t1+ F22 t2+F32t3 +F42t4+F52t5
=8.99983×105kN2s
等效时间Td=c1 ( t1+ t3+ t4+ t5)+ t2+ c2θ= 102.66 s
式中，散热不良系数c1=1；c2=1
提升配重车时的休止时间按40s计算。
电动机等效力Fd=(ΣF2t/ Td) 1/2 =93.63kN
电动机等效容量Pd=K Fd Vmax/η=1026kW
式中，电动机容量备用系数K=1.1；传动效率η=0.92
取1300kW。所选电动机参数见表6-1-14。
电动机过载能力校验
电机额定力：FN= PNη/ Vmax =130.52kN
λ＇= Fmax/(λFN) =0.67＜0.8
所选电动机符合要求。
8、防滑校验
静防滑校验：
[Kj0]==1.699
式中，μ—钢丝绳与摩擦衬垫的摩擦因数，取0.25；
α—钢丝绳在主绳轮上的围包角，取3.1948 rad。
最不利工况为在下大件过程中，宽罐内在未进25t大件，对侧罐笼先进9t配重车时，或者运行完毕卸下25t大件时，对侧9t配重车未卸下时。
重载侧静张力F1j=(m+mz+mc+nrqkHc)g=409.3kN
轻载侧静张力F2j=(mz+mc+nrqkHc)g=252.3kN
Kj=F1j/F2j=1.622
经验算，Kj<[Kj0]，满足静防滑要求。
提升系统滑动极限减速度计算结果见表6-1-10。
制动方式采用恒减速制动，根据《煤矿安全规程》规定，提升重物时紧急制动减速度不得超过5m/s2，下放重物时紧急制动减速度不得小于1.5m/s2，且紧急制动减速度不得超过钢丝绳滑动极限减速度。为满足煤矿安全规程规定，经计算制动力矩的合理范围为：482kNm～530kNm。取Mz=500kNm，以此计算紧急制动减速度，计算结果见表6-1-11。

表6-1-10 提升系统滑动极限减速度 （m/s2）

滑动极限减速度公式
计算结果
人员
矸料石
大件
配重车
重载上提
as=
3.4730
3.8656
3.9996
4.0629
重载下放
ax=
2.8290
2.4541
2.5232
2.2536
空载
ak=
3.1336
取μ=0.25
表6-1-11 副井实际安全制动减速度（m/s2）
提升状态
实际安全制动减速度公式
计算结果
人员
矸料石
大件
配重车
重载上提
as＇=
3.1688
aS> aS，且aS，<5
3.4192
aS> aS，且aS，<5
3.0295
aS> aS，且aS，<5
3.5549
aS> aS，且aS，<5
重载下放
ax＇=
2.5553
ax > ax，且ax，>1.5
2.0892
ax > ax，且ax，>1.5
1.5856
ax > ax，且ax，>1.5
1.8493
ax > ax，且ax，>1.5
空载
ak＇=
2.9510
ak > ak，且5> ak，>1.5
以上计算表明，在μ≥0.25，制动力矩合理时，防滑校验是满足条件的。订货时应向厂家明确提出要求。并通过调试最终确定制动力矩值。
9、电源和电气控制设备
6kV双回路高压电源引自郭家山35/6kV主变电所不同母线段，380V低压电源一回引自提升机房内辅助变压器，一回引自6/0.4kV变电所。均为一回工作，一回备用。
电控设备选用PLC控制直流成套设备。电控设备参数要满足系统要求，配套设备规格应按设计要求选用。
10、辅助设施
提升机房内设手动双梁桥式起重机一台。
第二节 通风设备
一、现状
建设单位已于2010年将郭家山场地原有的2台FBCDZ-8-№34通风机更换为 FBCDZ-№ 38型矿用对旋式通风机2台，1台工作，1台备用，每台风机各配2台YBF800M1-10 6kV 1120kW 595r/min防爆电机。
白家焉场地现安装2台BDK618-8-№25型矿用对旋式通风机，1台工作，1台备用。每台风机均配功率为250kW的防爆电动机2台。由于该风机不能满足改扩建后矿井的通风需要，建设单位即将把白家焉场地通风设备更换为FBCDZ-8-№26型矿用对旋式通风机2台，每台风机各配2台YBF-8 6kV 355kW 740r/min防爆电机。设备现已经订货。本次设计对即将更换的通风设备进行校核。
二、郭家山场地通风设备校核
1、校核依据
风井井口标高：+845.8m
井底水平标高：+410m
通风方式：副井进风，风井回风，中央并列式通风。
通 风 量：
初 期： 180m3/s
中 期： 180m3/s
后 期： 300m3/s
通风负压：
初 期： 983.5Pa
中 期： 802.4Pa
后 期： 2124.5Pa
现场已安装设备：FBCDZ-№ 38型风机2台，1台工作，1台备用。每台风机配2台YBF800M1-10 6kV 1120kW 595r/min 型防爆电机。
2、通风设备的校核计算
（1）通风机需要产生的风量

Q1= Q2=KL•QK=189m3/s
Q3=KL•QK=315m3/s
式中，按《煤矿安全规程》的规定取通风设备的漏风系数KL =1.05。
（2）通风机需要产生的负压
H1=HK1+h1+Σh1=1233.5Pa
H2=HK2+h2+Σh2=1052.4Pa
H3=HK3+h3+Σh3=2474.5Pa
式中 QK —矿井需要风量，m3/s；
HK —矿井通风阻力，Pa；
Σh—通风设备的阻力损失，Pa（包括引、排风道及导流、消声装置阻力损失）；
h—矿井自然通风的压差，Pa。
（3）管网阻力系数
R1=H1/Q12=0.03453
R2=H2/Q22=0.02946
R3=H3/Q32=0.02494
（4）管网性能曲线方程
H′1= R1 Q2= 0.03453Q12
H′2= R2 Q2=0.02946 Q22
H′3= R3 Q2=0.02494 Q32
（5）工况点参数
根据管网特性曲线方程及风机特性曲线（见图6-2-1）可知，风机在额定转速下，初期及中期风机运行效率较低，后期运行效率较高，考虑到降低运行成本及节能减排，设计建议建设单位增加通风机变频调速电控系统，通过变频降低风机转速，使运行工况点位于高效区（初期、中期的特性曲线见图6-2-2、6-2-3）。
由图6-2-1中的矿井通风网络特性曲线以及通风机比例定律可知，初期风机转速约为337r/min，中期转速约为326 r/min时工况点效率最高。设计通过变频调速的方式使初期风机运行在337r/min，中期风机运行在326 r/min的转速下，后期期风机额定转速下运行。
风机运行工况点参数见表6-2-1，特性曲线见图6-2-1、6-2-2、6-2-3。
表6-2-1 风机运行工况点的参数

风量(m3/s)
负压(Pa)
叶片安装角度
效率η
转速（r/min）
初期
189（334）
1233.5（3852.2）
0˚
85%（85%）
337（595）
中期
189（348.5）
10524（3578.2）
0˚
85％（85%）
326 （595）
后期
315
2474.5
-7˚
76％
595
注：括号内为工频状态下风机运行参数。
3、电动机校核
（1）轴功率的计算
初期： 279.87kW(1544.58kW)
中期： 238.78kW(1497kW)
后期： 1046.55kW
式中：—机械传动效率，取0.98。
（2）电动机功率的计算
初期：Nc1=K NΦ1 =349.84kW(1930.72kW)
中期：Nc2=K NΦ2 =298.47kW(1851.25kW)
后期：Nc3=K NΦ3 =1308.18kW
式中：K取1.25。
根据计算，所配的电机容量能够满足矿井初、中、后期正常通风要求，并能满足通风机在初、中期工频状态下运行的要求。
4、反风措施
该通风设备不设反风道，采用断电制动停机后电机反转的方式进行反风，能在10min内改变巷道中风流的方向，当风流方向改变后，反风量不小于正常风量的40%。满足《煤矿安全规程》的有关规定。
风机反风运行工况点参数见表6-2-2。特性曲线见图6-2-4、6-2-5、6-2-6。

表6-2-2 风机反风运行工况点参数表

风量(m3/s)
负压(Pa)
叶片角度
效率η
初期
131.4
596.2
0˚
39％
中期
133.7
526.7
0˚
40％
后期
228.9
1306.7
-7˚
40％
反风运行时电动机校核
轴功率计算
初期： 204.97kW
中期：179.64kW
后期：763.02kW
经计算，反风时电机容量满足要求。
5、供电及控制方式
双回路6kV高压电源引自郭家山场地35/6kV主变电所，双回路380V低压电源引自郭家山场地6/0.4kV变电所。
采用风机性能在线监测系统一套，可通过计算机随时显示通风机的各项性能指标，如：风量、负压、静电、效率等等，以便及时对风机运行工况进行调节，并能配合风门进行全性能曲线定期测量。本系统还可与矿井综合监控装置联网，进行数据传输与分析存储。
6、电耗计算
初期年运行电耗271.65×104kWh/a，中期年运行电耗231.77×104kWh/a，后期年运行电耗1015.82×104kWh/a。计算时电网效率取95%，传动效率取98%。
电耗指标（kWh/106m3Pa）：
初期：E1 =106 NΦ1/（3600 Q1 H1ηd ηC）=0.3695 kWh/106m3Pa
中期：E2 =106 NΦ2/（3600 Q2 H2ηd ηC）=0.3695kWh/106m3Pa
后期：E3 =106 NΦ3/（3600 Q3 H3ηd ηC）=0.4132kWh/106m3Pa
以上数据低于发改能源[2007]1456号文件对轴流式通风机节能指标不大于0.44 kWh/106m3Pa的要求。
三、白家焉场地通风设备校核
1、校核依据
初期：
通 风 量： 120m3/s
通风负压： 1214.7Pa
中期：
通 风 量： 120m3/s
通风负压： 1447.5Pa
现有设备：FBCDZ-8-№26型风机2台，1台工作，1台备用。每台风机配2台YBF-8 6kV 355kW 740r/min 防爆电机
2、风机的校核计算
（1）通风机需要产生的风量
Q1=Q2=KL•QK=126m3/s
漏风系数KL取1.05（专用通风井）
（2）通风机需要产生的负压
初期： H1=HK+h+Σh=1464.7Pa
中期： H2=HK+h+Σh=1697.5Pa
（3）管网阻力系数
初期：R1=H1/Q12=0.09226
中期：R2=H2/Q22=0.10692
（4）管网性能曲线方程
初期：H′1= R1 Q2=0.09226 Q2
中期：H′2= R2 Q2=0.10692 Q2
（5）工况点参数
根据管网特性曲线方程，绘制管网特性曲线，参见图6-2-7，得风机运行工况点的参数，见表6-2-3。

表6-2-3 风机运行工况点的参数

风量(m3/s)
负压(Pa)
叶片安装角度
效率η
初期
132.7
1624.6
-9°
77%
中期
129.6
1795.9
-9°
78%
3、电动机的效核
（1）轴功率的计算
初期：285.69kW
中期：304.49kW
式中：—机械传动效率，取0.98。
（2）电动机功率的计算
初期：Nc1=K NΦ1 =357.12kW
中期：Nc2=K NΦ2 =380.61kW
式中：K取1.25，
根据计算，所配的电机容量能够满足矿井通风要求。
4、反风措施
该通风设备不设反风道，采用断电制动停机后电机反转的方式进行反风，能在10min内改变巷道中风流的方向，当风流方向改变后，反风量不小于正常风量的40%。满足《煤矿安全规程》的有关规定。
风机反风运行工况点参数见表6-2-4。特性曲线见图6-2-8。
表6-2-4 风机反风运行工况点参数表

风量(m3/s)
负压(Pa)
叶片角度
效率η
初期
80.8
602.3
-9°
33％
中期
79.1
669
-9°
35％
反风运行时电动机校核
轴功率计算
初期： 150.48kW
中期：154.284kW
经计算，反风时电机容量满足要求。
5、供电及控制方式
6kV高压电源和380V低压电源仍引自原变电所不变。
采用风机性能在线监测系统一套，可通过计算机随时显示通风机的各项性能指标，如：风量、负压、静电、效率等等，以便及时对风机运行工况进行调节，并能配合风门进行全性能曲线定期测量。本系统还可与矿井综合监控装置联网，进行数据传输与分析存储。
6、年运行电耗
初期年运行电耗277.3×104kWh/a。中期年运行电耗295.5×104kWh/a。
计算时电网效率取95%，传动效率取98%。
电耗指标（kWh/106m3Pa）：
E1 =106 NΦ1/（3600 Q1 H1ηd ηc）=0.4079 kWh/106m3Pa
E2 =106 NΦ2/（3600 Q2 H2ηd ηc）=0.4027 kWh/106m3Pa
以上数据低于发改能源[2007]1456号文件对轴流式通风机节能指标不大于0.44 kWh/106m3Pa的要求。

第三节 排 水 设 备
一、排水系统现状
矿井在白家焉主斜井井底布置主排水系统，泵房内现已安装3台200RD43×7离心式水泵，配YB450S2-4 矿用隔爆型电动机6kV 355kW；在上组煤二、三采区分界线+460m标高现有一套二采区排水系统，已安装3台D155-67×8离心式高转速水泵。建设单位在三采区浅部、郭家山副立井井底附近、+450m水平已建成一个临时中央水泵房，形成郭家山主排水系统。该水仓上部（东侧）的采掘涌水经此水泵房由郭家山副立井排出地面。
二、矿井排水系统概述
1、矿井投产