2024年5月20日发(作者:郸曼蔓)
第二节 主井提升系统能力核定
一、概况
矿井主井(五号井南部)采用立井提升方式。井筒上口标高+42.8m,井筒深度554m,
提升高度553m,井筒直径Φ6.0m。
该主井提升系统具备下列基本条件:
1.提升系统的设备、设施配套完整,符合有关规程规范的要求,经唐山冀东矿业安全
检测检验有限公司测试合格。
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
和维护时间达到了2~4h。
二、有关参数及性能指标校核、验算
㈠矿井基本参数
年工作日数330d;日提升时间18h(按标准第十一条规定选取;工作制为三八作业制,
两班作业,一班检修)。
㈡提升机及提升容器技术特征
绞车型号为HKM2×5×2.3,电机功率1200kW,最大绳速13m/s,一次提升1个箕
斗。
提升箕斗容量8t(一对),每次提煤量8t/次,每天提升时间18h,每提升一次循环时
间85s/次。
三、计算过程及结果
根据五号井主井提升方式选择采用箕斗、矿井提升能力核定计算公式。
btP
m
k
A3600
Tk
1
k
2
10
4
=152.4万t/a
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(滚筒大于2m且为数控);
P
m
——每次提升煤炭量,8t/次;
K——装满系数,1.0;
K
1
——提升不均匀系数1.1;
K
2
——提升设备能力富裕系数,取1.2;
T——每提升一次循环时间,85s/次。
经计算矿井主井提升系统能力核定为152.4万t/a。
第三节 副井提升系统能力核定
一、概况
矿井副井提升系统有,三号井、四号井和六号井。三号井已暂停使用。四号井至六水
平,井深356m,装备一对三层罐笼。四号井只负责六水平和八水平的泵房等维修的提升
任务及八水平以上工作人员的上、下井。六号井至十水平(-709.3),担负主要生产水平(九、
十、十一水平)及延伸水平的副提工作。为该矿井的主要副井,考虑实际各井运转情况,所
以此次核定仅对六号井进行核定。
六号井采用立井提升方式。上井口标高41.6m,井筒深度750.9m,井筒直径Φ7.8m。
为1.6t矿车双层二车双罐笼提升设备,主要担负矿井提矸、提升材料、和升降人员等辅助
提升任务。提升矸石、提升材料和下其他材料一次循环时间分别为220s。
该副井提升系统具备下列基本条件:
1.提升系统的设备、设施配套完整,符合有关规程规范的要求,经集团公司检验机构
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
和维护时间达到了2~4h。
二、有关参数及性能指标校核、验算
1.矿井基本参数
年工作日数330d;工作制为三八作业制,两班作业,一班检修。
2.提升机及提升容器技术特征
绞车型号为JKM2.8/6-(Ⅲ)A,电机功率1250kW,最大提升速度为12m/s。
三、计算过程及结果
A3303
53600T
R
DT
Q
10
4
R
P
G
T
G
M
Pc
Tc
=153.2万t/a
式中 A——副井提升核定能力,万t/a;
R——出矸率,10 %;
P
G
——每次提矸石重量,(3.2×2)t/次;
T
G
——提矸循环时间,220s/次;
M——吨煤用材料比重,4.3%
P
C
——每次提材料重量,(2.88×2)t/次;
T
C
——每次提升材料循环时间,220s/次;
D——下其它料次数,10次/班;
T
Q
——下其它料每次提升循环时间,600s/次;
T
R
——每班上下人总时间,4140s/班。
因矿井破产改制,下井人数减少,相应下井时间缩短,副井提升能力比2006年有了
很大的提高。
经计算矿井副井提升系统能力核定为153.2万t/a。
五、问题及建议
有些设备服务时间长,要加强维护和保养,减少故障。
附:矿井副井提升系统能力核定表(核井06-3表)。
第四节 井下排水系统能力核定
一、概况
㈠矿井排水系统情况
该矿井现有八个排水站,即4水平、6水平、7水平、8水平、9水平东、10水平东、
10水平西、11水平泵站,其中4水平、6水平、8水平泵站为主泵站。排水系统如下:
11水平泵站至10水平西泵站,10水平西泵站经两趟管路分别至8水平泵站和6水
平泵站。
10水平东泵站至9水平东泵站;由9水平东泵站至8水平泵站。
7水平泵站至6水平西泵站。
4水平、6水平、8水平泵站,分别通过3号井、4号井和5号井排至地面。排水系统
见图3-4-1。
全矿总排水能力为90.24 m
3
/min。管路能力为68.02 m
3
/min。另外4水平泵房每分
钟排清水8m
3
/min。
㈡矿井排水系统分析
林西矿现有7个水平,各水平均设有不同规模的水仓、泵房和排水管路,分别在4、6、
8水平设有主排泵房,以串联和并联形式组合为3个独立的排水系统(4、6、8排水系统),
采用分段多级排水。4水平泵房承担本水平采空区积水和部分6水平矿井水的排放;6水
平泵房承担6、7水平采空区积水的排放和10水平部分矿井水的排放;8水平泵房承担8~
11水平的矿井水的排放。因3个独立排水系统均与矿井生产有关,因此可以将3个独立排
水系统总的排水能力作为矿井排水能力进行校核。
㈢矿井排水系统主要参数
依据新修编的矿井地质报告(冀煤办[2009]28号文批复),预计林西矿矿井正常涌水
量为2268m
3
/h,最大涌水量2499m
3
/h,矿井实际涌水量1880.4~2133m
3
/h。
⒊水仓容积
四水平泵房主副水仓容积6923m
3
;六水平泵房主副水仓容积 4638m
3
;八水平泵房
主副水仓容积8608m
3
;
矿井主要水仓容积总和为:V =6923+4638+8608=20169 m
3
。
4.中央水泵房型号及台数、每台实测或额定能力
⑴四水平泵房
四水平泵房安装250D60×4C型水泵1台,实测排水能力423m
3
/h(额定能力420
m
3
/h);200D65×4型水泵2台,200D43×6型水泵3台,实测单台排水能力240m
3
/h;
另外还有清水泵4台,其中200D43×6型水泵3台,250D60×4C型水泵1台;通过两
趟φ325、一趟φ254和两趟φ325清水管路排至地面。运行方式10台水泵中4台工作,
3台备用,3台检修。
四水平泵房正常排水能力3×240+420=1140m
3
/h,最大排水能力11403+2×
240+420=2040m
3
/h。
⑵六水平泵房
安装250D60×7型水泵8台,实测单台排水能力420m
3
/h,通过两趟φ325、一趟φ273
和一趟φ254管路排至地面。运行方式:工作3台,备用2台,检修3台,。
六水平泵房正常排水能力3×420=1260m
3
/h,最大排水能力1260+2×
420=2100m
3
/h。
⑶八水平泵房
安装250D60×7C型水泵8台,实测单台排水能力396m
3
/h,通过两趟φ325和一趟
φ426管路排至地面。运行方式:工作4台,备用3台,检修1台。
八水平泵房正常排水能力4×396=1584m
3
/h,最大排水能力1584+3×
396=2772m
3
/h。
三个独立排水系统总正常排水能力1140+1260+1584=3984m
3
/h,总最大排水能力
2040+2100+2772=6912m
3
/h。
5.排水管路规格及布置情况
四水平泵房经三号井排至地面的管路有φ325mm两条和φ254mm一条,另外有φ
325mm两条清水管路。
六水平泵房排至地面的管路有φ325mm两条,φ273一条,φ325一条。
八水平泵房排至地面的管路有φ325mm两条和φ426mm一条。
㈢该矿井排水系统具备的基本条件
⒈该矿井排水系统完善,设备设施完好,运转正常,经唐山冀东矿业安全检测检验有
限公司测试合格。
⒉有依法批准的地质报告提供的正常涌水量和最大涌水量,并有实际检测的涌水数据。
⒊该矿各种管理制度健全,各种运行、维护、检查、事故记录清晰完备;每年对所有
的工作水泵和备用水泵进行一次联合排水实验,并有试验报告。
二、井下排水能力计算
㈠水仓校验
按照规程要求,水仓必须符合以下规定:
正常涌水量在1000m
3
/h以下时:V≥8Q
s
(m
3
)。
正常涌水量大于1000m
3
/h时:V≥2(Q
s
+3000)(m
3
),且必须符合V≥4Q
s
。
式中 V——主要水仓的有效容量,m
3
;
Q
s
——矿井小时正常涌水量,m
3
/h。
矿井正常涌水量为2268m
3
/h,则2(Q
s
+3000)=2×(2268+3000)=10536 m
3
,矿
井主要水仓有效容积V=6923+4638+8608=20169m
3
经校验水仓符合规定。
㈡水泵校验
水泵必须符合以下规定:
工作水泵应在20h内排出矿井24h的正常涌水量。
工作水泵加备用水泵应在20h内排出矿井24h的最大涌水量。
P
np
=20×P
n
=20×3984=79680m
3
式中 P
np
——工作水泵20h的排水量,m
3
;
P
n
——工作泵排水能力,3984m
3
/h;
P
ny
=24×Q
n
=24×2268=54432m
3
式中 P
ny
——矿井24h的正常涌水量,m
3
;
Q
n
——矿井正常涌水量,2268m
3
/h;
P
np
>P
ny
,符合规定。
P
mp
=20×P
m
=20×6912=138240m
3
式中 P
mp
——工作水泵加备用泵20h的排水量;
P
m
——工作泵排水能力,6912m
3
/h;
P
my
=24×Q
n
=24×2499=59976m
3
式中 P
my
——矿井24h的最大涌水量,m
3
;
Q
m
——矿井最大涌水量,2499m
3
/h;
P
mp
>P
my
,符合规定。
校验结果表明,各水平水泵排水能力均满足规程要求。
㈢计算过程及结果
11水平涌水经过11水平泵房排到10水平西水仓在通过泵房排到6水平水仓,通过6
水平泵房直排地面。
10水平东翼涌水通过10水平东泵房排到9水平水仓,经过9
L
泵房排到8水平水仓,
在经过8水平泵房排到地面。
4水平涌水通过4水平泵房直排地面。
因3个独立排水系统均与矿井生产有关,因此可以将3个独立排水系统总的排水能力
作为矿井排水能力进行计算。三个泵房工作泵小时排水能力为3984m
3
/h,最大小时排水
能力6912m
3
/h。
1.正常涌水时水泵排水能力计算
20B
n
203984
A
n
330
4
330
4
161.5万t/a
10P
n
1016.28
式中 A
n
——排正常涌水能力,万t/a;
B
n
——工作泵小时总排水能力,3984m
3
/h;
P
n
——上年度平均日产吨煤所需排正常涌水量,m
3
/t;
P
n
Q
n
24330
226824330
==
4
4
10110.35
10P
16.28m
3
/t
式中 P——上年度原煤产量,110.35万t/a;
Q
n
——上年度矿井正常涌水量,2268m
3
/h。
2.最大涌水时水泵排水能力计算
20B
m
206912
=330254.3万t/a
44
10P
m
1017.94
A
m
330
式中 A
m
——排最大涌水能力,万t/a;
B
m
——工作泵加备用泵小时总排水能力,6912m
3
/h;
P
m
——上年度平均日产吨煤所需排出的最大涌水量,m
3
/t;
Q
m
24330
249924330
P
m
=
44
10P10110.35
=17.94m
3
/t
式中 P——上年度原煤产量,110.35万t/a;
Q
m
——上年度矿井最大涌水量,2499m
3
/h。
三、核定结果
由以上校验和计算,该矿井排水系统符合规程要求,并取计算结果的最小值,确定矿
井排水系统核定能力为161.5万t/a。
四、问题及建议
1.加强排水设备日常维护和保养。
2.及时对水仓进行清理。
3.加强职工的安全教育,增强职工避灾救灾的能力。
4.要经常监测老塘涌水及小煤矿流入本矿的水量。
附:矿井排水系统能力核定表(核井07表)。
第五节 供电系统能力核定
一、概况
㈠矿井供电系统基本情况
矿井现有35/6kV变电站三座,一座是50周波变电站,由电厂11万站馈出326、316
(各230米,240
2
钢芯铝绞线)两条线路供电;一座是风井变电站,由电厂11万站馈出
312、378(分别为1600米4600米,120
2
钢芯铝绞线)两条线路供电;一座是6号井变
电站,由电厂11万站馈出368、358(分别为500米1200米,120
2
钢芯铝绞线)两条
线路供电;
㈡矿井供电系统主要技术参数
1.矿井变压器容量
50周坡变电站20000kVA(10000×2),备用8000kVA一台。
风井变电站12600kVA(6300×2)。
6号井变电站4000kVA(4000×1),备用4000kVA一台。
2.矿井设备装机总容量
矿井总容量23237kW,其中50周坡站14385kW,风井站5532kW,6号井站
3320kw。
3.矿井运行设备总容量
矿井运行设备总容量34600kW,其中50周坡站21419kW,风井站8338kW,6号
井站4843kw。
4.矿井电耗
矿井综合电耗93.5kWH/t,原煤电耗83.2kWH/t。
㈢该矿井供电系统具备的基本条件
1.供电系统合理,设备、设施及保护装置完善,技术性能符合规定,系统运行正常。
2.该矿井有两回路独立的电源,并且没有分接任何负荷。
3.供电系统技术档案齐全,各种运行、维护、检查、事故记录完备,管理维护制度健
全。
二、电源线路安全载流量及压降校核
㈠50周坡变电站
1.安全载流量校核
I
P
z
=
3Vψ
392.6A
式中 I——总电流,A;
P
z
——变电站运行设备总容量,21419kW;
V——两回路电源电压,35kV;
ψ——全矿井功率因数,取0.9。
电源线路允许载流量:
I
X
=I
e
×k=530.7A
式中 I
x
——线路允许载流量,A;
I
e
——电缆额定电流,610A;
K——温度校正系数,取0.87
IX=530.7>I=392.6A
2.线路压降校核
△U%=P
z
×L×λ%=0.13%<5%
式中 △U%——电源线路电压降的百分数;
P
z
——变电站运行设备总容量,21.419MW;
L——线路长度,0.23km。
λ%——电缆单位负荷距时电压损失百分数,取0.0266%
由以上校验可知电源线路安全载流量及电压降均符合要求。
㈡风井变电站
1.安全载流量校核
P
z
I=
3Vψ
153A
式中 I——总电流,A;
P
z
——变电站运行设备总容量,8338kW;
V——两回路电源电压,35kV;
ψ——全矿井功率因数,取0.9
电源线路允许载流量:
I
X
=I
e
×k=343.9A
式中 I
x
——线路允许载流量,A;
I
e
——电缆额定电流,380A;
K——温度校正系数,取0.905;
I
X
=343.9>I=153A
2.线路压降校核
△U%=Pz×L×λ%=1.45%<5%
式中 △U%——电源线路电压降的百分数;
P
z
——变电站运行设备总容量,8.338MW;
L——线路长度,4.6km;
λ%——电缆单位负荷距时电压损失百分数,取0.0378%。
由以上校验可知电源线路安全载流量及电压降均符合要求。
㈢6号井变电站
1.安全载流量校核
I
P
z
=
3Vψ
88.76A
式中 I——总电流,A;
P
z
——变电站运行设备总容量,4843kW;
V——两回路电源电压,35kV;
ψ——全矿井功率因数,取0.9。
电源线路允许载流量:
I
X
=I
e
×k=343.9A
式中 I
x
——线路允许载流量,A;
I
e
——电缆额定电流,380A;
K——温度校正系数,取0.905。
I
X
=343.9>I=88.76A
2.线路压降校核
△U%=P
z
×L×λ%=0.2%<5%
式中 △U%——电源线路电压降的百分数。
P
z
——变电站运行设备总容量,4.843MW;
L——线路长度,1.2km;
%——电缆单位负荷距时电压损失百分数,取0.0378%。
由以上校验可知电源线路安全载流量及电压降均符合要求。
三、下井电缆安全载流量及压降校核
㈠50周坡变电站
下井电缆9根,使用铜3×240电缆,平均长度2000m。
1.安全载流量校核
I
P
z
3Vψ
=
1625A
式中 I——总电流,A;
P
z
——矿井井下最大负荷,17750kW(该变电站负责4水平、6水平、
水平东泵房供电,工作泵和备用泵总功率17750kW);
8水平、10
V——两回路电源电压,6kV;
ψ——全矿井功率因数,取0.9。
下井电缆允许载流量:
I
X
=(n-1)×I
e
=3112A
式中 I
x
——线路允许载流量,A;
I
e
——电缆额定电流,389A;
n——下井电缆根数,9根。
I
X
=3112>I=1625A
2.线路压降校核
△U%=(P
x
×L×λ%)/n=1.3%<5%
式中 △U%——下井每根电缆电压降的百分数;
P
z
——矿井井下最大负荷,17.75MW(该变电站负责4水平、6水平、
水平东泵房供电,工作泵和备用泵总功率17.75MW);
L——线路长度,2.2km;
8水平、10
n——下井电缆根数,9根;
λ%——电缆单位负荷距时电压损失百分数,取0.327%。 由以上效验可知电源线路
安全载流量及电压降均符合要求。
㈡风井变电站
下井电缆5根,使用铜3×240电缆,平均长度2000m。
1.安全载流量校核
I
P
z
3Vψ
=
817.9A
式中 I——总电流,A;
P
z
——矿井井下最大负荷,7650kW(该变电站负责11水平、
工作泵和备用泵总功率7650kW);
V——两回路电源电压,6kV;
ψ——全矿井功率因数,取0.9。
下井电缆允许载流量:
I
X
=(n-1)×I
e
=1556A
10水平西泵房供电,
式中 I
x
——线路允许载流量,A;
I
e
——电缆额定电流,389A;
n——下井电缆根数,5根。
I
X
=1556>I=817.9A
2.线路压降校核
△U%=(P
x
×L×λ%)/n=1%<5%
式中 △U%——下井每根电缆电压降的百分数;
P
z
——矿井井下最大负荷,7.65MW(该变电站负责4水平、6水平、8水平、10水
平东泵房供电,工作泵和备用泵总功率7.65MW);
L——线路长度,2km;
n——下井电缆根数,5根;
λ%——电缆单位负荷距时电压损失百分数,取0.327%。 由以上效验可知电源线路
安全载流量及电压降均符合要求。
㈢6号井变电站
下井电缆2根,使用铜3×240电缆,平均长度930m。
1.安全载流量校核
P
z
I=
3Vψ
368A
式中 I——总电流,A;
P
z
——矿井井下最大负荷,3450kW(该变电站负责9水平泵房供电,工作泵和备用
泵总功率3450kW);
V——两回路电源电压,6kV;
ψ——全矿井功率因数,取0.9。
下井电缆允许载流量:
I
X
=(n-1)×I
e
=389A
式中 I
x
——线路允许载流量,A;
I
e
——电缆额定电流,389A;
n——下井电缆根数,2根。
I
X
=389>I=368A
2.线路压降校核
△U%=(P
x
×L×λ%)/n=0.52%<5%
式中 △U%——下井每根电缆电压降的百分数;
P
z
——矿井井下最大负荷,3.45MW(该变电站负责9水平泵房供电,工作泵和备用
泵总功率3.45MW);
L——线路长度,0.93km;
n——下井电缆根数,2根;
λ%——电缆单位负荷距时电压损失百分数,取0.327%。 由以上效验可知电源线路
安全载流量及电压降均符合要求。
四、计算过程及结果
㈠50周坡变电站
1.电源线路能力计算
P
A33016
4
=
10W
163.5万t/a
式中 A——电源线路的折算能力,万t/a;
P——合理允许的供电容量,28954.7kW;
W——上年度矿井吨煤综合电耗,93.5kWh/t。
按以下公式计算合理允许供电容量:
P3I
X
Vψ=
28954.7kw
式中 Ix——线路允许载流量,530.7A;
V——两回路电源电压,35kV;
ψ——全矿井功率因数;0.9
当线路压降为5%时确定线路允许供电容量:
P
5%5%
==817260kw
-3-3
λ%L100.0266%0.2310
2.主变压器能力计算
A33016
Sψ
=
4
10U
101.6万t/a
式中 S——变压器容量,20000kVA;
ψ——矿井功率因数,取0.9;
W——上年度吨煤综合电耗,93.5kWh/t。
3.能力核定
该供电系统能力为以上两者最小值,即为101.6万t/a。
㈡风井变电站
1.电源线路能力计算
P
A33016
4
=
10W
106万t/a
式中 A——电源线路的折算能力,万t/a;
P——合理允许的供电容量,18763kW;
W——上年度矿井吨煤综合电耗,93.5kWh/t。
按以下公式计算合理允许供电容量:
P3I
X
Vψ=
18763kw
式中 Ix——线路允许载流量,343.9A;
V——两回路电源电压,35kV;
ψ——全矿井功率因数;0.9;
当线路压降为5%时确定线路允许供电容量:
P
5%5%
==28755kw
-3-3
λ%L100.0378%4.610
2.主变压器能力计算
A33016
Sψ
=
4
10U
64万t/a
式中 S——变压器容量,12600kVA;
ψ——矿井功率因数,取0.9;
W——上年度吨煤综合电耗,93.5kWh/t。
3.能力核定
该供电系统能力为以上两者最小值,即为64万t/a。
㈢6号井变电站
1.电源线路能力计算
A33016
P
=
4
10W
106万t/a
式中 A——电源线路的折算能力,万t/a;
P——合理允许的供电容量,18763kW;
W——上年度矿井吨煤综合电耗,93.5kWh/t。
按以下公式计算合理允许供电容量:
P3I
X
Vψ=
18763kw
式中 I
x
——线路允许载流量,343.9A;
V——两回路电源电压,35kV;
ψ——全矿井功率因数;0.9;
当线路压降为5%时确定线路允许供电容量:
P
5%5%
==110229kw
-3-3
λ%L100.0378%1.210
2.主变压器能力计算
A33016
Sψ
=
4
10U
20.3万t/a
式中 S——变压器容量,4000kVA;
ψ——矿井功率因数,取0.9;
W——上年度吨煤综合电耗,93.5kWh/t。
3.能力核定
该供电系统能力为以上两者最小值,即为20.3万t/a。
㈣核定结果
由以上校验和计算,该矿井电源线路和下井电缆符合规程要求。该矿井供电能力为三
个供电系统之和,确定矿井供电系统能力为185.9万t/a。
2024年5月20日发(作者:郸曼蔓)
第二节 主井提升系统能力核定
一、概况
矿井主井(五号井南部)采用立井提升方式。井筒上口标高+42.8m,井筒深度554m,
提升高度553m,井筒直径Φ6.0m。
该主井提升系统具备下列基本条件:
1.提升系统的设备、设施配套完整,符合有关规程规范的要求,经唐山冀东矿业安全
检测检验有限公司测试合格。
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
和维护时间达到了2~4h。
二、有关参数及性能指标校核、验算
㈠矿井基本参数
年工作日数330d;日提升时间18h(按标准第十一条规定选取;工作制为三八作业制,
两班作业,一班检修)。
㈡提升机及提升容器技术特征
绞车型号为HKM2×5×2.3,电机功率1200kW,最大绳速13m/s,一次提升1个箕
斗。
提升箕斗容量8t(一对),每次提煤量8t/次,每天提升时间18h,每提升一次循环时
间85s/次。
三、计算过程及结果
根据五号井主井提升方式选择采用箕斗、矿井提升能力核定计算公式。
btP
m
k
A3600
Tk
1
k
2
10
4
=152.4万t/a
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(滚筒大于2m且为数控);
P
m
——每次提升煤炭量,8t/次;
K——装满系数,1.0;
K
1
——提升不均匀系数1.1;
K
2
——提升设备能力富裕系数,取1.2;
T——每提升一次循环时间,85s/次。
经计算矿井主井提升系统能力核定为152.4万t/a。
第三节 副井提升系统能力核定
一、概况
矿井副井提升系统有,三号井、四号井和六号井。三号井已暂停使用。四号井至六水
平,井深356m,装备一对三层罐笼。四号井只负责六水平和八水平的泵房等维修的提升
任务及八水平以上工作人员的上、下井。六号井至十水平(-709.3),担负主要生产水平(九、
十、十一水平)及延伸水平的副提工作。为该矿井的主要副井,考虑实际各井运转情况,所
以此次核定仅对六号井进行核定。
六号井采用立井提升方式。上井口标高41.6m,井筒深度750.9m,井筒直径Φ7.8m。
为1.6t矿车双层二车双罐笼提升设备,主要担负矿井提矸、提升材料、和升降人员等辅助
提升任务。提升矸石、提升材料和下其他材料一次循环时间分别为220s。
该副井提升系统具备下列基本条件:
1.提升系统的设备、设施配套完整,符合有关规程规范的要求,经集团公司检验机构
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
和维护时间达到了2~4h。
二、有关参数及性能指标校核、验算
1.矿井基本参数
年工作日数330d;工作制为三八作业制,两班作业,一班检修。
2.提升机及提升容器技术特征
绞车型号为JKM2.8/6-(Ⅲ)A,电机功率1250kW,最大提升速度为12m/s。
三、计算过程及结果
A3303
53600T
R
DT
Q
10
4
R
P
G
T
G
M
Pc
Tc
=153.2万t/a
式中 A——副井提升核定能力,万t/a;
R——出矸率,10 %;
P
G
——每次提矸石重量,(3.2×2)t/次;
T
G
——提矸循环时间,220s/次;
M——吨煤用材料比重,4.3%
P
C
——每次提材料重量,(2.88×2)t/次;
T
C
——每次提升材料循环时间,220s/次;
D——下其它料次数,10次/班;
T
Q
——下其它料每次提升循环时间,600s/次;
T
R
——每班上下人总时间,4140s/班。
因矿井破产改制,下井人数减少,相应下井时间缩短,副井提升能力比2006年有了
很大的提高。
经计算矿井副井提升系统能力核定为153.2万t/a。
五、问题及建议
有些设备服务时间长,要加强维护和保养,减少故障。
附:矿井副井提升系统能力核定表(核井06-3表)。
第四节 井下排水系统能力核定
一、概况
㈠矿井排水系统情况
该矿井现有八个排水站,即4水平、6水平、7水平、8水平、9水平东、10水平东、
10水平西、11水平泵站,其中4水平、6水平、8水平泵站为主泵站。排水系统如下:
11水平泵站至10水平西泵站,10水平西泵站经两趟管路分别至8水平泵站和6水
平泵站。
10水平东泵站至9水平东泵站;由9水平东泵站至8水平泵站。
7水平泵站至6水平西泵站。
4水平、6水平、8水平泵站,分别通过3号井、4号井和5号井排至地面。排水系统
见图3-4-1。
全矿总排水能力为90.24 m
3
/min。管路能力为68.02 m
3
/min。另外4水平泵房每分
钟排清水8m
3
/min。
㈡矿井排水系统分析
林西矿现有7个水平,各水平均设有不同规模的水仓、泵房和排水管路,分别在4、6、
8水平设有主排泵房,以串联和并联形式组合为3个独立的排水系统(4、6、8排水系统),
采用分段多级排水。4水平泵房承担本水平采空区积水和部分6水平矿井水的排放;6水
平泵房承担6、7水平采空区积水的排放和10水平部分矿井水的排放;8水平泵房承担8~
11水平的矿井水的排放。因3个独立排水系统均与矿井生产有关,因此可以将3个独立排
水系统总的排水能力作为矿井排水能力进行校核。
㈢矿井排水系统主要参数
依据新修编的矿井地质报告(冀煤办[2009]28号文批复),预计林西矿矿井正常涌水
量为2268m
3
/h,最大涌水量2499m
3
/h,矿井实际涌水量1880.4~2133m
3
/h。
⒊水仓容积
四水平泵房主副水仓容积6923m
3
;六水平泵房主副水仓容积 4638m
3
;八水平泵房
主副水仓容积8608m
3
;
矿井主要水仓容积总和为:V =6923+4638+8608=20169 m
3
。
4.中央水泵房型号及台数、每台实测或额定能力
⑴四水平泵房
四水平泵房安装250D60×4C型水泵1台,实测排水能力423m
3
/h(额定能力420
m
3
/h);200D65×4型水泵2台,200D43×6型水泵3台,实测单台排水能力240m
3
/h;
另外还有清水泵4台,其中200D43×6型水泵3台,250D60×4C型水泵1台;通过两
趟φ325、一趟φ254和两趟φ325清水管路排至地面。运行方式10台水泵中4台工作,
3台备用,3台检修。
四水平泵房正常排水能力3×240+420=1140m
3
/h,最大排水能力11403+2×
240+420=2040m
3
/h。
⑵六水平泵房
安装250D60×7型水泵8台,实测单台排水能力420m
3
/h,通过两趟φ325、一趟φ273
和一趟φ254管路排至地面。运行方式:工作3台,备用2台,检修3台,。
六水平泵房正常排水能力3×420=1260m
3
/h,最大排水能力1260+2×
420=2100m
3
/h。
⑶八水平泵房
安装250D60×7C型水泵8台,实测单台排水能力396m
3
/h,通过两趟φ325和一趟
φ426管路排至地面。运行方式:工作4台,备用3台,检修1台。
八水平泵房正常排水能力4×396=1584m
3
/h,最大排水能力1584+3×
396=2772m
3
/h。
三个独立排水系统总正常排水能力1140+1260+1584=3984m
3
/h,总最大排水能力
2040+2100+2772=6912m
3
/h。
5.排水管路规格及布置情况
四水平泵房经三号井排至地面的管路有φ325mm两条和φ254mm一条,另外有φ
325mm两条清水管路。
六水平泵房排至地面的管路有φ325mm两条,φ273一条,φ325一条。
八水平泵房排至地面的管路有φ325mm两条和φ426mm一条。
㈢该矿井排水系统具备的基本条件
⒈该矿井排水系统完善,设备设施完好,运转正常,经唐山冀东矿业安全检测检验有
限公司测试合格。
⒉有依法批准的地质报告提供的正常涌水量和最大涌水量,并有实际检测的涌水数据。
⒊该矿各种管理制度健全,各种运行、维护、检查、事故记录清晰完备;每年对所有
的工作水泵和备用水泵进行一次联合排水实验,并有试验报告。
二、井下排水能力计算
㈠水仓校验
按照规程要求,水仓必须符合以下规定:
正常涌水量在1000m
3
/h以下时:V≥8Q
s
(m
3
)。
正常涌水量大于1000m
3
/h时:V≥2(Q
s
+3000)(m
3
),且必须符合V≥4Q
s
。
式中 V——主要水仓的有效容量,m
3
;
Q
s
——矿井小时正常涌水量,m
3
/h。
矿井正常涌水量为2268m
3
/h,则2(Q
s
+3000)=2×(2268+3000)=10536 m
3
,矿
井主要水仓有效容积V=6923+4638+8608=20169m
3
经校验水仓符合规定。
㈡水泵校验
水泵必须符合以下规定:
工作水泵应在20h内排出矿井24h的正常涌水量。
工作水泵加备用水泵应在20h内排出矿井24h的最大涌水量。
P
np
=20×P
n
=20×3984=79680m
3
式中 P
np
——工作水泵20h的排水量,m
3
;
P
n
——工作泵排水能力,3984m
3
/h;
P
ny
=24×Q
n
=24×2268=54432m
3
式中 P
ny
——矿井24h的正常涌水量,m
3
;
Q
n
——矿井正常涌水量,2268m
3
/h;
P
np
>P
ny
,符合规定。
P
mp
=20×P
m
=20×6912=138240m
3
式中 P
mp
——工作水泵加备用泵20h的排水量;
P
m
——工作泵排水能力,6912m
3
/h;
P
my
=24×Q
n
=24×2499=59976m
3
式中 P
my
——矿井24h的最大涌水量,m
3
;
Q
m
——矿井最大涌水量,2499m
3
/h;
P
mp
>P
my
,符合规定。
校验结果表明,各水平水泵排水能力均满足规程要求。
㈢计算过程及结果
11水平涌水经过11水平泵房排到10水平西水仓在通过泵房排到6水平水仓,通过6
水平泵房直排地面。
10水平东翼涌水通过10水平东泵房排到9水平水仓,经过9
L
泵房排到8水平水仓,
在经过8水平泵房排到地面。
4水平涌水通过4水平泵房直排地面。
因3个独立排水系统均与矿井生产有关,因此可以将3个独立排水系统总的排水能力
作为矿井排水能力进行计算。三个泵房工作泵小时排水能力为3984m
3
/h,最大小时排水
能力6912m
3
/h。
1.正常涌水时水泵排水能力计算
20B
n
203984
A
n
330
4
330
4
161.5万t/a
10P
n
1016.28
式中 A
n
——排正常涌水能力,万t/a;
B
n
——工作泵小时总排水能力,3984m
3
/h;
P
n
——上年度平均日产吨煤所需排正常涌水量,m
3
/t;
P
n
Q
n
24330
226824330
==
4
4
10110.35
10P
16.28m
3
/t
式中 P——上年度原煤产量,110.35万t/a;
Q
n
——上年度矿井正常涌水量,2268m
3
/h。
2.最大涌水时水泵排水能力计算
20B
m
206912
=330254.3万t/a
44
10P
m
1017.94
A
m
330
式中 A
m
——排最大涌水能力,万t/a;
B
m
——工作泵加备用泵小时总排水能力,6912m
3
/h;
P
m
——上年度平均日产吨煤所需排出的最大涌水量,m
3
/t;
Q
m
24330
249924330
P
m
=
44
10P10110.35
=17.94m
3
/t
式中 P——上年度原煤产量,110.35万t/a;
Q
m
——上年度矿井最大涌水量,2499m
3
/h。
三、核定结果
由以上校验和计算,该矿井排水系统符合规程要求,并取计算结果的最小值,确定矿
井排水系统核定能力为161.5万t/a。
四、问题及建议
1.加强排水设备日常维护和保养。
2.及时对水仓进行清理。
3.加强职工的安全教育,增强职工避灾救灾的能力。
4.要经常监测老塘涌水及小煤矿流入本矿的水量。
附:矿井排水系统能力核定表(核井07表)。
第五节 供电系统能力核定
一、概况
㈠矿井供电系统基本情况
矿井现有35/6kV变电站三座,一座是50周波变电站,由电厂11万站馈出326、316
(各230米,240
2
钢芯铝绞线)两条线路供电;一座是风井变电站,由电厂11万站馈出
312、378(分别为1600米4600米,120
2
钢芯铝绞线)两条线路供电;一座是6号井变
电站,由电厂11万站馈出368、358(分别为500米1200米,120
2
钢芯铝绞线)两条
线路供电;
㈡矿井供电系统主要技术参数
1.矿井变压器容量
50周坡变电站20000kVA(10000×2),备用8000kVA一台。
风井变电站12600kVA(6300×2)。
6号井变电站4000kVA(4000×1),备用4000kVA一台。
2.矿井设备装机总容量
矿井总容量23237kW,其中50周坡站14385kW,风井站5532kW,6号井站
3320kw。
3.矿井运行设备总容量
矿井运行设备总容量34600kW,其中50周坡站21419kW,风井站8338kW,6号
井站4843kw。
4.矿井电耗
矿井综合电耗93.5kWH/t,原煤电耗83.2kWH/t。
㈢该矿井供电系统具备的基本条件
1.供电系统合理,设备、设施及保护装置完善,技术性能符合规定,系统运行正常。
2.该矿井有两回路独立的电源,并且没有分接任何负荷。
3.供电系统技术档案齐全,各种运行、维护、检查、事故记录完备,管理维护制度健
全。
二、电源线路安全载流量及压降校核
㈠50周坡变电站
1.安全载流量校核
I
P
z
=
3Vψ
392.6A
式中 I——总电流,A;
P
z
——变电站运行设备总容量,21419kW;
V——两回路电源电压,35kV;
ψ——全矿井功率因数,取0.9。
电源线路允许载流量:
I
X
=I
e
×k=530.7A
式中 I
x
——线路允许载流量,A;
I
e
——电缆额定电流,610A;
K——温度校正系数,取0.87
IX=530.7>I=392.6A
2.线路压降校核
△U%=P
z
×L×λ%=0.13%<5%
式中 △U%——电源线路电压降的百分数;
P
z
——变电站运行设备总容量,21.419MW;
L——线路长度,0.23km。
λ%——电缆单位负荷距时电压损失百分数,取0.0266%
由以上校验可知电源线路安全载流量及电压降均符合要求。
㈡风井变电站
1.安全载流量校核
P
z
I=
3Vψ
153A
式中 I——总电流,A;
P
z
——变电站运行设备总容量,8338kW;
V——两回路电源电压,35kV;
ψ——全矿井功率因数,取0.9
电源线路允许载流量:
I
X
=I
e
×k=343.9A
式中 I
x
——线路允许载流量,A;
I
e
——电缆额定电流,380A;
K——温度校正系数,取0.905;
I
X
=343.9>I=153A
2.线路压降校核
△U%=Pz×L×λ%=1.45%<5%
式中 △U%——电源线路电压降的百分数;
P
z
——变电站运行设备总容量,8.338MW;
L——线路长度,4.6km;
λ%——电缆单位负荷距时电压损失百分数,取0.0378%。
由以上校验可知电源线路安全载流量及电压降均符合要求。
㈢6号井变电站
1.安全载流量校核
I
P
z
=
3Vψ
88.76A
式中 I——总电流,A;
P
z
——变电站运行设备总容量,4843kW;
V——两回路电源电压,35kV;
ψ——全矿井功率因数,取0.9。
电源线路允许载流量:
I
X
=I
e
×k=343.9A
式中 I
x
——线路允许载流量,A;
I
e
——电缆额定电流,380A;
K——温度校正系数,取0.905。
I
X
=343.9>I=88.76A
2.线路压降校核
△U%=P
z
×L×λ%=0.2%<5%
式中 △U%——电源线路电压降的百分数。
P
z
——变电站运行设备总容量,4.843MW;
L——线路长度,1.2km;
%——电缆单位负荷距时电压损失百分数,取0.0378%。
由以上校验可知电源线路安全载流量及电压降均符合要求。
三、下井电缆安全载流量及压降校核
㈠50周坡变电站
下井电缆9根,使用铜3×240电缆,平均长度2000m。
1.安全载流量校核
I
P
z
3Vψ
=
1625A
式中 I——总电流,A;
P
z
——矿井井下最大负荷,17750kW(该变电站负责4水平、6水平、
水平东泵房供电,工作泵和备用泵总功率17750kW);
8水平、10
V——两回路电源电压,6kV;
ψ——全矿井功率因数,取0.9。
下井电缆允许载流量:
I
X
=(n-1)×I
e
=3112A
式中 I
x
——线路允许载流量,A;
I
e
——电缆额定电流,389A;
n——下井电缆根数,9根。
I
X
=3112>I=1625A
2.线路压降校核
△U%=(P
x
×L×λ%)/n=1.3%<5%
式中 △U%——下井每根电缆电压降的百分数;
P
z
——矿井井下最大负荷,17.75MW(该变电站负责4水平、6水平、
水平东泵房供电,工作泵和备用泵总功率17.75MW);
L——线路长度,2.2km;
8水平、10
n——下井电缆根数,9根;
λ%——电缆单位负荷距时电压损失百分数,取0.327%。 由以上效验可知电源线路
安全载流量及电压降均符合要求。
㈡风井变电站
下井电缆5根,使用铜3×240电缆,平均长度2000m。
1.安全载流量校核
I
P
z
3Vψ
=
817.9A
式中 I——总电流,A;
P
z
——矿井井下最大负荷,7650kW(该变电站负责11水平、
工作泵和备用泵总功率7650kW);
V——两回路电源电压,6kV;
ψ——全矿井功率因数,取0.9。
下井电缆允许载流量:
I
X
=(n-1)×I
e
=1556A
10水平西泵房供电,
式中 I
x
——线路允许载流量,A;
I
e
——电缆额定电流,389A;
n——下井电缆根数,5根。
I
X
=1556>I=817.9A
2.线路压降校核
△U%=(P
x
×L×λ%)/n=1%<5%
式中 △U%——下井每根电缆电压降的百分数;
P
z
——矿井井下最大负荷,7.65MW(该变电站负责4水平、6水平、8水平、10水
平东泵房供电,工作泵和备用泵总功率7.65MW);
L——线路长度,2km;
n——下井电缆根数,5根;
λ%——电缆单位负荷距时电压损失百分数,取0.327%。 由以上效验可知电源线路
安全载流量及电压降均符合要求。
㈢6号井变电站
下井电缆2根,使用铜3×240电缆,平均长度930m。
1.安全载流量校核
P
z
I=
3Vψ
368A
式中 I——总电流,A;
P
z
——矿井井下最大负荷,3450kW(该变电站负责9水平泵房供电,工作泵和备用
泵总功率3450kW);
V——两回路电源电压,6kV;
ψ——全矿井功率因数,取0.9。
下井电缆允许载流量:
I
X
=(n-1)×I
e
=389A
式中 I
x
——线路允许载流量,A;
I
e
——电缆额定电流,389A;
n——下井电缆根数,2根。
I
X
=389>I=368A
2.线路压降校核
△U%=(P
x
×L×λ%)/n=0.52%<5%
式中 △U%——下井每根电缆电压降的百分数;
P
z
——矿井井下最大负荷,3.45MW(该变电站负责9水平泵房供电,工作泵和备用
泵总功率3.45MW);
L——线路长度,0.93km;
n——下井电缆根数,2根;
λ%——电缆单位负荷距时电压损失百分数,取0.327%。 由以上效验可知电源线路
安全载流量及电压降均符合要求。
四、计算过程及结果
㈠50周坡变电站
1.电源线路能力计算
P
A33016
4
=
10W
163.5万t/a
式中 A——电源线路的折算能力,万t/a;
P——合理允许的供电容量,28954.7kW;
W——上年度矿井吨煤综合电耗,93.5kWh/t。
按以下公式计算合理允许供电容量:
P3I
X
Vψ=
28954.7kw
式中 Ix——线路允许载流量,530.7A;
V——两回路电源电压,35kV;
ψ——全矿井功率因数;0.9
当线路压降为5%时确定线路允许供电容量:
P
5%5%
==817260kw
-3-3
λ%L100.0266%0.2310
2.主变压器能力计算
A33016
Sψ
=
4
10U
101.6万t/a
式中 S——变压器容量,20000kVA;
ψ——矿井功率因数,取0.9;
W——上年度吨煤综合电耗,93.5kWh/t。
3.能力核定
该供电系统能力为以上两者最小值,即为101.6万t/a。
㈡风井变电站
1.电源线路能力计算
P
A33016
4
=
10W
106万t/a
式中 A——电源线路的折算能力,万t/a;
P——合理允许的供电容量,18763kW;
W——上年度矿井吨煤综合电耗,93.5kWh/t。
按以下公式计算合理允许供电容量:
P3I
X
Vψ=
18763kw
式中 Ix——线路允许载流量,343.9A;
V——两回路电源电压,35kV;
ψ——全矿井功率因数;0.9;
当线路压降为5%时确定线路允许供电容量:
P
5%5%
==28755kw
-3-3
λ%L100.0378%4.610
2.主变压器能力计算
A33016
Sψ
=
4
10U
64万t/a
式中 S——变压器容量,12600kVA;
ψ——矿井功率因数,取0.9;
W——上年度吨煤综合电耗,93.5kWh/t。
3.能力核定
该供电系统能力为以上两者最小值,即为64万t/a。
㈢6号井变电站
1.电源线路能力计算
A33016
P
=
4
10W
106万t/a
式中 A——电源线路的折算能力,万t/a;
P——合理允许的供电容量,18763kW;
W——上年度矿井吨煤综合电耗,93.5kWh/t。
按以下公式计算合理允许供电容量:
P3I
X
Vψ=
18763kw
式中 I
x
——线路允许载流量,343.9A;
V——两回路电源电压,35kV;
ψ——全矿井功率因数;0.9;
当线路压降为5%时确定线路允许供电容量:
P
5%5%
==110229kw
-3-3
λ%L100.0378%1.210
2.主变压器能力计算
A33016
Sψ
=
4
10U
20.3万t/a
式中 S——变压器容量,4000kVA;
ψ——矿井功率因数,取0.9;
W——上年度吨煤综合电耗,93.5kWh/t。
3.能力核定
该供电系统能力为以上两者最小值,即为20.3万t/a。
㈣核定结果
由以上校验和计算,该矿井电源线路和下井电缆符合规程要求。该矿井供电能力为三
个供电系统之和,确定矿井供电系统能力为185.9万t/a。