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第二节 主井提升系统能力核定

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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。

btP

m

k

A3600

Tk

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

A3303

53600T

R

DT

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

20B

n

203984

A

n

330

4

330

4

161.5万t/a

10P

n

1016.28

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

24330

226824330

==

4

4

10110.35

10P

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

20B

m

206912

=330254.3万t/a

44

10P

m

1017.94

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

24330

249924330

P

m

=

44

10P10110.35

=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

3Vψ

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=

3Vψ

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

3Vψ

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

3Vψ

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

3Vψ

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=

3Vψ

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

A33016

4

10W

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:

P3I

X

Vψ=

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%L100.0266%0.2310

2.主变压器能力计算

A33016

Sψ

4

10U

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

A33016

4

10W

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:

P3I

X

Vψ=

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%L100.0378%4.610

2.主变压器能力计算

A33016

Sψ

4

10U

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

A33016

P

4

10W

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:

P3I

X

Vψ=

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%L100.0378%1.210

2.主变压器能力计算

A33016

Sψ

4

10U

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。

btP

m

k

A3600

Tk

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

A3303

53600T

R

DT

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

20B

n

203984

A

n

330

4

330

4

161.5万t/a

10P

n

1016.28

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

24330

226824330

==

4

4

10110.35

10P

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

20B

m

206912

=330254.3万t/a

44

10P

m

1017.94

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

24330

249924330

P

m

=

44

10P10110.35

=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

3Vψ

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=

3Vψ

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

3Vψ

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

3Vψ

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

3Vψ

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=

3Vψ

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

A33016

4

10W

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:

P3I

X

Vψ=

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%L100.0266%0.2310

2.主变压器能力计算

A33016

Sψ

4

10U

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

A33016

4

10W

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:

P3I

X

Vψ=

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%L100.0378%4.610

2.主变压器能力计算

A33016

Sψ

4

10U

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

A33016

P

4

10W

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:

P3I

X

Vψ=

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%L100.0378%1.210

2.主变压器能力计算

A33016

Sψ

4

10U

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。

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