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第七章 提升 通风 排水 压缩空气设备 第 87 页 第七章 提升 通风 排水 压缩空气设备 本章设计变更简述 本章设计变更简述 设计变更将原副立井关闭 新掘一副斜井 担负设备 材料 矸石 的升降任务 设计在主斜井带式输送机一侧安装一部摘挂式架空乘人装 置 采用正反向运行方式 担负人员的升降任务 通风设备根据修正后 的矿井通风系统设计进行验算 井下排水增加了应急排水系统 压风系 统在原有两台空气压缩机的基础上增加一台 7 1 提升设备提升设备 7 1 1 主斜井提升设备主斜井提升设备 主斜井斜长 347m 倾角 18 井筒内已安装设一台钢绳芯带式输送 机 担负矿井原煤提升任务 另一侧设检修道及摘挂式架空乘人装置 架空乘人装置采用正反向运行方式 担负人员的升降任务 7 1 1 1 主斜井带式输送机 主斜井带式输送机技术特征见表 7 1 1 主斜井井口房设 660V 配电室一座 从矿井 10kV 变电所 660V 不同 母线段分别引两回 660V 电源 一回路工作 另一回路备用 主斜井带式输送机均配用一套集监测 控制 信号 通信为一体的 KJ2002 带式输送机监控系统 为分级分布式结构 具有较高的运行可靠 性和使用灵活型 显示功能强 联网方便 设有驱动滚筒打滑 堆煤 跑偏 撕裂 温度 烟雾 超速 胶带张力下降 电动机过载 电机超 温等项保护功能 本次设计维持主斜井原有带式输送机不变 第七章 提升 通风 排水 压缩空气设备 第 88 页 表 7 1 1主斜井带式输送机规格特征表 项目特征单位型号及参数 运输长度 m 坡度 L 362m 18 型号TD75 型带式输送机 运输量t h150 带速m s1 6 带宽mm1000 输送带型号N mmST S630 带强 630N mm 阻燃防静电 钢丝绳芯 电动机型号及功率YB2 280S 4 N 75kW 两台 减速器型号ZSY355 50 两台 液力偶合器YOX Z450 两台 水介质 逆止器DSN090 两台 制动器BYWZ5 315 50 两台 带 式 输 送 机 拉紧方式尾部重载小车拉紧方式 7 1 1 2 主斜井架空乘人装置选型 主斜井装备一部摘挂式架空乘人装置 架空乘人装置采用正反向运 行方式 担负人员的升降任务 架空乘人装置选型计算如下 1 计算依据 井口标高 786 56m 井底标高 679 33m 井筒斜长 L 347m 巷道坡度 18 运行速度 V 1 2m s 人员质量 Q1 75kg 吊椅质量 Q2 15kg 乘人间距 8m 第七章 提升 通风 排水 压缩空气设备 第 89 页 钢丝绳直径 d 20mm 钢丝绳公称抗拉强度 Qp 1670MPa 钢丝绳每米质量 qo 1 44kg m 钢丝绳钢丝破断拉力总和 Q 267kN 钢丝绳运行阻力系数 0 020 驱动轮直径 D 1200m 最大班运送人员数量 n 75 人 2 运输能力验算 每小时乘人数 Qrh 3600V 540 人 h 单边乘人数 Qrd L 43 人 h 实际运送人数 Qr Qrh Qrd 497 人 h 实际运输人员时间 T Qr n 0 15h 1 0h 符合规范要求 通过验算可知 架空乘人装置运输能力能够满足生产要求 3 牵引钢丝绳张力的验算 1 最小点张力的计算 最小张力点的张力 Smin 1200qog 16952N 2 各点张力的计算 满员提升时 动力运行状态 运行阻力 上升侧 W4 1 qo Q1 Q2 cos sin Lg 14170N 下放侧 W2 3 qo cos sin Lg 1422N 各点张力 机尾 S3 Smin 16952N S4 1 01S3 17121N 机头 S1 S4 W4 1 31292N S2 S3 W2 3 18373N 满员下放时 制动运行状态 运行阻力为 上升侧 4 1 q0 cos sin Lg 1608 下放侧 W2 3 q0 Q1 Q2 cos sin Lg 12527 第七章 提升 通风 排水 压缩空气设备 第 90 页 各点张力 机尾 S3 Smin 16952N S4 1 01S3 17121N 机头 S1 S4 W4 1 18279N S2 S3 W2 3 29479N 4 驱动轮防滑校验 当满员提升时 处于动力运行状态 S1 S2 0 S1 S2 1 70 1 87 符合要求 当满员下放时 处于制动运行状态 S1 S2 0 S2 S1 1 57 1 87 符合要求 其中 牵引绳在驱动轮上的围包角 180 牵引绳与驱动轮间的摩 擦系数 0 2 5 制动装置制动力矩的验算 制动力矩按满员提升时 动力运行状态 运行时计算 M 942N m 2 1000 S1 S2 K Di 式中 M 制动力矩 N m K 富裕系数 取 1 75 i 减速器速比 40 6 电动机功率的验算 动力运行时 Ne Kb S1 S2 V 1000 26kW 制动运行时 Ne Kb S2 S1 V 1000 22kW 其中 电动机功率备用系数 Kb 1 35 传动效率 0 8 选择功率为 37kW 电动机 可满足要求 7 牵引钢丝绳安全系数验算 满员提升时钢丝绳张力最大 最大张力点张力 Smax S1 31292N 钢丝绳安全系数 n 1000Q Smax 8 5 第七章 提升 通风 排水 压缩空气设备 第 91 页 根据 煤矿安全规程 规程 钢丝绳安全系数不得低于 6 符合要 求 8 钢丝绳直径与驱动滚筒直径之比验算 D d 1200 20 60 60 符合安全规程的规定 9 选型结论 根据计算 主斜井选用一部 RJY 37 型架空乘人装置可满足运输人 员需要 架空乘人装置主要技术参数见表 7 1 4 10 配电 控制及保护 在主斜井井口房设电控室 主斜井架空乘人装置 猴车 双回 380V 电源由电控室操控 采用直接起动方式 可实现就地和远方启停 急停操作 架空乘人装置选用可靠的防掉绳和轮系装置 使运行中的钢丝绳不 掉绳 此外还设有全线紧急停车保护 电机电压 电流保护 11 运行安全措施 为了使人员运输安全可靠 上下人地点要在平段 要加强设备维护 和钢丝绳的检查 使架空乘人装置保持良好的运行状态 运输线路要经 常巡视 保持干净无阻碍 要规范人员运输制度 做好人员上下井记录 表 7 1 4副斜井架空乘人装置主要技术参数表 序号项 目规格及数值 1驱动绳轮直径 mm 1200 型号规格 mm 20NAT 6 19S SF1670ZZ 2钢丝绳 抗拉强度 MPa 1670 3乘人运行速度 m s 1 2 型号Y2 280S 8 功率 kW 374电动机 电压 V 380 第七章 提升 通风 排水 压缩空气设备 第 92 页 型号YWZ 400 45 5制动器 制动力矩 N m 1000 7 1 2 副井提升设备变更副井提升设备变更 矿井原初步设计中采用副立井提升系统 副立井直径 6 0m 垂深 72m 装备双钩罐笼担负设备 材料及人员辅助提升任务 原设计选用 2JK 3 31 5E 单绳缠绕式双滚筒提升机一台 主要技术 参数 滚筒直径为 3 0m 滚筒宽度为 1 5m 最大静张力为 135kN 最 大静张力差为 90kN 减速比为 31 5 交流变频电动机型号为 YSP 10 功率为 280kW 最大提升速度为 3 03m s 选用 36 NAT 6 31WS FC 1770 ZZ 817 492 型 绳径 36 光面钢丝绳 三角股 纤维芯 钢丝 绳公称抗拉强度 1770Mpa 右同向捻 钢丝绳最小破断拉力 1001 6kN 单位绳重 4 92kg m 采用副立井提升系统 地面场地受限 工作面支架需要解体后提升 运输环节较多 安全可靠性差 因此设计与矿方反复研究论证后 对副 井提升系统进行了变更 设计在场地内新掘副斜井 取代原副立井提升 系统设计 采用副斜井串车提升系统 可把材料 人员 设备从地面一 次运输至北大巷口 减少了运输环节和设备 提高了运输效率 降低了 运输成本 并且采用斜井提升 安全可靠性较高 管理维护及检修工作 量较少 长期运营成本低 副斜井提升系统设备选型计算如下 7 1 3 提升设备选型提升设备选型 副斜井设计采用单钩串车提升系统 装备一台单滚筒单绳缠绕式矿 井提升机 担负材料及设备提升任务 装备一部可摘挂式架空乘人装置 第七章 提升 通风 排水 压缩空气设备 第 93 页 担负人员提升任务 提升设备之间的距离 提升设备与井壁之间的距离均可以满足 煤 炭安全规程 的规定 详见副斜井断面图 副斜井服务整个矿井 15 号煤层的开采 根据设计 矿井服务年限 为 15 7a 工作面液压支架采取整体提升下放方式 15 号煤液压支架重 量为 23500kg 液压支架用重型平板车整体装载 经副斜井下放至井下或提升至地 面 副斜井井底变平后为摘挂钩平车场 摘挂钩车场巷道沿 15 号煤层 底板布置 半圆拱形断面 净宽 3 5m 净高 3 55m 净断面 11 11m2 长度 15m 锚喷支护 7 1 3 1 提升机设备选型计算提升机设备选型计算 1 提升系统设备选型计算采用数据 井口标高 792m 井底标高 703m 井筒倾角 18 井筒斜长 L 288m 钢丝绳悬垂斜长 Lc 370m 1t 固定箱式矿车自重 G1 610kg 1t 固定箱式矿车装载普通物料载重 G2 1000kg 1t 固定箱式矿车装载矸石载重 G3 1700kg 1t 箱式矿车允许最大牵引力 Fq1 60000N 最大件质量 整体液压支架 G4 23500kg 25t 平板车质量 G5 1750kg 25t 平板车允许最大牵引力 F q2 140000N 第七章 提升 通风 排水 压缩空气设备 第 94 页 矿车与轨面的摩擦阻力系数 f1 0 01 钢丝绳与地辊及部分底板的摩擦阻力系数 f2 0 2 2 提升机所需最大静张力计算 初选钢丝绳自重 P 3 71kg m 提普通散料时 每次提放 3 个车 F1 n G1 G2 Sin f1cos g P Lc Sin f2cos g 21815N Fq1 提矸石时 每次提放 3 个车 F2 n G1 G3 Sin f1cos g P Lc Sin f2cos g 28377N Fq1 下大件设备时 F3 G4 G5 Sin f1cos g P Lc Sin f2cos g 85623N Fq2 根据计算 选择一台 JK 2 5 30E 型单滚筒单绳缠绕式矿井提升机 作为副斜井提升设备 其主要技术参数见表 7 1 2 3 钢丝绳选型计算 钢丝绳所需的总破断力为 按提升大件时计算 F绳 m F3 556548N 式中 m 钢丝绳安全系数 6 5 F绳 钢丝绳最小钢丝破断拉力总和 根据计算 选择提升钢丝绳为 30NAT6V 18 FC1570ZZ 型钢丝绳 直径为 30mm 自重 3 71kg m 最小钢丝破断拉力总和为 611524N 1 钢丝绳实际安全系数验算 提普通散料时 m F绳 F1 28 0 6 5 符合 煤矿安全规程 要求 提矸石时 m F绳 F2 21 5 6 5 符合 煤矿安全规程 要求 提大件设备时 第七章 提升 通风 排水 压缩空气设备 第 95 页 m F绳 F3 7 1 6 5 符合 煤矿安全规程 要求 表 7 1 2副斜井提升系统参数表 序号名称单位参数 型号JK 2 5 30E 滚筒直径mm2500 滚筒宽度mm2000 滚筒个数个1 最大静张力kN90 最大静张力差kN90 减速比30 传动效率 92 变位质量kg133317 最大提升速度m s2 5 1提升机 提升大件速度m s1 5 型号TSG2500 17 直径mm2500 个数个1 2天轮 变位质量kg550 型号YPT5004 10 功率kW315 转速r min590 电压V660 转动惯量kg m224 过载能力1 8 励磁方式他励 冷却方式强制风冷 防护等级IP54 绝缘等级F 级 3电动机 附件光电编码器 定子绕组测温元件 型号 30NAT6V 18 FC1570ZZ 直径mm30 单位长度重量kg m3 17 抗拉强度MPa1570 4钢丝绳 最小钢丝破断拉力总和N611524 2 提升机滚筒直径和钢丝绳直径之比验算 第七章 提升 通风 排水 压缩空气设备 第 96 页 i D d 2 5 0 03 83 33 80 符合 煤矿安全规程 要求 式中 D 滚筒直径 2 5m d 钢丝绳直径 0 03m 4 滚筒宽度验算 B n1 n2 d m 0 51m 2 0m Lt Lm D 式中 Lt 井筒斜长 288m Lm 钢丝绳检验预留长度 30m 绳间隙 0 003m m 允许缠绕层数 3 层 n1 摩擦圈数 3 圈 n2 错圈 附加圈数 3 圈 所选提升机滚筒宽度满足钢丝绳缠绕要求 5 电动机选型计算 提升普通散料 最大速度 v1 2 5m s N1 65 2kW kF1v 1000 式中 k 电动机备用系数 取 1 1 减速器传动效率 取 0 92 提升矸石时 最大速度 v2 2 5m s N2 84 8kW kF2v2 1000 提升大件设备时 最大速度 v3 1 5m s N3 153 6k W kF3v3 1000 按提升大件设备时需要的扭矩计算电机功率 第七章 提升 通风 排水 压缩空气设备 第 97 页 N3 264 4kW kF3Dn 2 9550i 式中 n 电机转速 590r min i 减速器速比 30 根据计算 选用一台 YPT5004 10 型专用交流变频电动机 电压 660V 功率 315kW 转速 592r min 转动惯量 J 24kg m2 6 天轮选型验算 选择 TSG 型天轮 直径为 2500mm 2500 17 天轮直径与钢丝绳直径之比为 2500 30 83 33 60 符合要求 7 提升系统变位质量 1 计算依据 提升机滚筒直径 D 2 5m 提升机包括减速器在内的变位质量 Mj 13317kg 天轮直径 Dt 2 5m 天轮旋转部分变位质量 Mt 550kg 电动机转子的转动惯量 Jd 24kg m2 减速器速比 i 30 钢丝绳悬垂长度 Lc 370m 钢丝绳弦长 Lx 40m 钢丝绳单位质量 P 3 71kg m 2 计算结果 M m mc LkP Mt Mj Md 式中 M 提升系统运动部分的变位质量总和 kg m 矿车载荷质量 第七章 提升 通风 排水 压缩空气设备 第 98 页 mc 矿车质量 Lk 提升钢丝绳全长 Lk Lc Lx Lm 3 D 0 5 Dt Md 电机转子的变位质量 Md 4 Jd 2 i D 根据计算得 提升普通散料时 M1 30095kg 提升矸石时 M2 30764kg 提升大件设备时 M3 36600kg 8 提升系统运动学计算 采用的运动学参数如下 主加 减速度 a1 a3 0 5m s2 末减速度 a5 0 3m s2 提升普通散料正常速度 v1 2 5m s 提升普通散料爬行速度 v2 1 5 m s 提升大件设备正常速度 v3 1 5m s 提升大件设备爬行速度 v4 0 5 m s 井口车场运行距离 L4 20m 井下车场运行距离 L5 20m 休止时间 25s 副斜井提升系统见图 7 1 1 副斜井提升速度图 力图见图 7 1 2 经过计算 单钩提升一次提升循环时间约 Tg 334 2s 9 电动机容量校验 提普通散料及矸石时按最大速度 2 5m s 对电动机进行容量校验 提大件时正常速度为 1 5m s 按最大速度 2 5m s 对电动机进行容量 校验 第七章 提升 通风 排水 压缩空气设备 第 99 页 1 F2t 计算 F2t t0 F02 F0 2 t01 F012 F01 2 t1 F12 F1 2 t2 F22 F2F2 1 2 1 2 1 2 1 3 F2 2 t3 F32 F3 2 t4 F42 F4 2 t5 F52 F5 2 1 2 1 2 1 2 计算得 提升普通散料时 F12t 1 2 85 1010kg2s 提升矸石时 F22t 2 6 33 1010kg2s 提升大件设备时 F32t 3 1 52 1012kg2s 2 等效时间计算 Td C1 t0 t01 t1 t3 t4 t5 t2 C2 式中 C1 电动机低速运转时的散热不良系数 设计选用电动机 采用独立强迫通风 取 0 75 C2 电动机停歇时的散热系数 取 1 3 计算得 提升普通散料时 Td 1 136 33s 提升矸石时 Td 2 136 33s 提升大件设备时 Td 3 178 48s 等效力计算 Fd F2t Td 1 2 计算得 提升普通散料时 Fd 1 14434N 提升矸石时 Fd 2 21578N 提升大件设备时 Fd 3 92178N 3 等效功率计算 第七章 提升 通风 排水 压缩空气设备 第 100 页 Nd kFdVm 计算得 提升普通散料时 Nd 1 43 1kW 提升矸石时 Nd 2 64 5kW 提升大件设备时 Nd 3 275 5kW 4 电动机过载系数校验 FmaxVmax 1000Nde 式中 Fmax 提升过程最大力 Vmax 提升过程最大速度 Nde 电动机额定功率 315kW 电动机的过载能力 1 8 计算得 提升普通散料时 1 0 27 1 8 提升矸石时 2 0 34 1 8 提升大件设备时 3 0 89 1 8 10 电耗计算 1 一次提升实际电耗 Ft t0 F0 F0 t01 F01 F01 t1 F1 F1 t2 F2 F2 t3 F3 F3 1 2 1 2 1 2 1 2 1 2 t4 F4 F4 t5 F5 F5 1 2 1 2 E Ft Vmax 3600 1000 d 式中 d 电动机额定效率 0 951 计算得 第七章 提升 通风 排水 压缩空气设备 第 101 页 提升普通散料时 E 1 1 54kWh 次 提升矸石时 E 2 2 39kWh 次 提升大件设备时 E 3 11 50kWh 次 2 提升一次有效电耗 E m mc Lsin g 3600 1000 计算得 提升普通散料时 E 1 1 17kWh 次 提升矸石时 E 2 1 68kWh 次 提升大件设备时 E 3 6 12kWh 次 3 提升机效率 t E E 计算得 提升普通散料时 t 1 0 76 提升矸石时 t 2 0 70 提升大件设备时 t 3 0 53 11 最大班辅助作业时间平衡表 副斜井最大班作业时间平衡表 见表 7 1 3 最大班总作业时间为 272 9min 即 4 5h 小于设计规范规定的 6h 表 7 1 3最大班作业时间平衡表 项 目 单 位 每 班 提升量 每 次 提升量 每班提 升次数 每次提升 时间 s 每班提升 时间 min 材 料车90330345 3172 7 矸 石车45315345 386 3 设 备次221345 35 8 保 健 车次221345 35 8 其 它次842345 311 5 共 计282 0 第七章 提升 通风 排水 压缩空气设备 第 102 页 12 提升机配电及控制 提升机房设配电室和控制室 两回 660V 电源引自工业场地 10kV 变电所低压侧不同母线段 进线采用 YJV22 1kV 4 185mm2铠装交联聚 乙烯绝缘电力电缆 电缆沿场地内电缆沟敷设 供电距离约 300m 担 负提升机和乘人装置供电 设 660V 变频器和低压开关 控制室设 PLC 集中控制系统 13 提升机的节电 副斜井提升机是矿井用电量较大的设备 因此矿井应合理组织副斜 井的辅助提升 减少零散提升 加强设备维护和保养 使提升机处于最 佳的运行状态 提高运行效率 节能降耗 7 2 通风设备通风设备 7 2 1 概述概述 矿井采用机械抽出式通风方法 采用中央并列式通风方式 回风立 井担负通风任务 矿井原初步设计选用 2 台 FBCDZ 8 21C 防爆对旋轴流式通 风机 配置 YBFe355S 8 型防爆电机 电压 660V 电机功率 2 160kW 一台工作 一台备用 通风机房两回 660V 电源引自矿井 10kV 变电所 660V 不同母线段 风机房内设 GCS 型低压开关柜 作为风机房 660V 受电及风机电动机的 起动控制电动闸门及照明等低压负荷提供电源 通风机房配备风机在线监测装置 用于实时监测通风机运行各项参 数 包括风量 负压 轴承温度等 确保风机安全可靠运行 目前 2 台 FBCDZ 8 21C 防爆对旋轴流式通风机已经安装 第七章 提升 通风 排水 压缩空气设备 第 103 页 投运 本次设计矿井风量和通风阻力均发生了变化 因此对原初步设计 选择的风机进行了验算 过程如下 7 2 2 通风设备验算通风设备验算 1 验算依据 通风容易时期风量 阻力 风量 Q1 65m3 s 矿井阻力 H1 627Pa 通风困难时期风量 阻力 风量 Q2 65m3 s 矿井阻力 H2 1873Pa 2 通风机需要的风量 风压计算 考虑通风设施漏风和风道及风机局部阻力损失后通风设备需要的风 量 负压为 通风容易时期风量 Q易 KQ1 68 25m3 s 通风容易时期负压 H易 H1 H 827Pa 通风困难时期风量 Q 难 KQ2 68 25m3 s 通风困难时期负压 H难 H2 H 2073Pa 式中 K 通风设备漏风系数 取 1 05 H 风道及风机局部阻力之和 约 200Pa 3 通风网路特性曲线及工况点 通风网路阻力系数 R易 H易 Q易 2 0 177452 R难 H难 Q 难 2 0 445035 通风网路特性曲线方程 H易 R易Q2 0 177452Q2 H难 R难Q2 0 445035Q2 将网路特性曲线方程置于所选轴流风机性能曲线上 其交点即为所 第七章 提升 通风 排水 压缩空气设备 第 104 页 求工况点 矿井主要通风设备技术参数见表 7 2 1 主要通风设备特性曲线及工况点见图 7 2 1 7 2 3 验算结论验算结论 根据验算 两台 FBCDZ 8 21 型隔爆轴流对旋式风机可以满足 矿井生产要求 由于两台风机已经安装投运 效率均不低于 70 因此 本次设计维持原有风机设备不变 表 7 2 1主通风设备主要技术参数表 型 号FBCDZ 8 No 21 台 数2 叶片调节方式停机逐个调叶片 风机工况点参数 流 量Q易m3 s71 7 负 压 易Pa912 9 效 率 易 70 轴 功 率N易kW93 5 通风 容易 时期 叶片安装角 易 6 流 量Q难m3 s68 6 负 压 难Pa2094 2 效 率 难 85 轴 功 率N难kW169 0 通风机 通风 困难 时期 叶片安装角 难 0 功 率kW2 160 电 压V660 型 号YBFe355L2 8 电动机 转 速r min740 7 3 排水设备排水设备 7 3 1 正常排水设备正常排水设备 第七章 提升 通风 排水 压缩空气设备 第 105 页 矿井原初步设计在主斜井井底设有主水仓和主排水泵房 然后由主 排水设备将矿井全部涌水沿泵房 管子道 主斜井井筒敷设的管路排至 地面水处理站 矿井正常涌水量 70m3 h 最大涌水量 100m3 h 主斜井井口标高 786m 泵房底板标高 710m 排水管路长 423 5m 排水垂高 82 5m 主泵房选用 MD155 30 4 耐磨型水泵 3 台 额定流量 155m3 h 额定扬程 120m 电动机功率为 90kW 正常涌水时 1 台工作 1 台备用 1 台检修 最大涌水时 2 台工作 1 台备用检修 排水管选用 194 5 0 无缝钢管 吸水管选用 219 6 0 无缝钢 管 正常涌水时 1 趟管路工作 1 趟管路备用 最大涌水时 2 趟管路工 作 本矿井下有盘区排水设备 设计选用 MD85 45 5 耐磨型水泵 3 台 配 90kW 电动机 正常涌水时 1 台工作 1 台备用 1 台检修 最大涌水时 2 台工作 1 台备用检修 排水管选用 133 4 5 型无缝钢管 吸水管选 用 159 4 5 型无缝钢管 正常涌水时 1 趟管路工作 1 趟管路备用 最大涌水时 2 趟管路工作 本次设计维持主泵房和盘区泵房排水设备不变 7 3 2 应急排水设备应急排水设备 在主斜井井底最低处安装两台矿用潜水泵 作为应急排水设备 沿 主斜井筒敷设两趟应急排水管路 在紧急状态下矿井涌水直接排至地面 应急排水设备选用矿用潜水泵 潜水泵选型计算如下 1 设计依据 最大涌水量 Q1 100m3 h 排水高度 H 112m 斜井扬程损失计算系数 k 1 3 2 选型计算 第七章 提升 通风 排水 压缩空气设备 第 106 页 工作泵的排水量应满足 最大涌水量 Q 100m3 h 水泵扬程估算 H k H 145 6m 3 选型结论 根据计算 选用 BQ200 160 4 160 W S 型矿用潜水泵 2 台 主要参 数如下 额定流量 200m3 h 额定扬程 160m 额定功率 160kW 选用两趟 219 7 排水管 沿安主斜井井筒敷设 两台潜水泵 一用一备 单台运行时 排水量为 200 m3 h 大于矿 井最大涌水量 潜水泵特性曲线及工况点参数见图 7 3 1 4 排水设备供电与控制 应急潜水泵供电电源引自工业场地 10kV 变电所 660V 系统 因 660V 系统是中性点不接地系统 即 IT 系统 电源可经地面开关直接 引入井下 电缆选用 MYJV22 1kV 3 70 型矿用铜芯交联聚乙烯绝缘钢带 铠装聚氯乙烯护套电力电缆 沿主斜井敷设 供电距离约 450m 潜水 泵启停由地面直接控制 7 4 压缩空气设备压缩空气设备 矿井原初步设计 在地面工业场地建有空压机房 安装有两台 SA120A 型空气压缩机 SA120A 型空气压缩机额定流量为 21 m3 min 额定压力为 0 8MPa 额定功率为 120kW 第七章 提升 通风 排水 压缩空气设备 第 107 页 压气管道从主斜井井筒敷设至井下采掘工作面 矿井工业场地主斜 井井口标高 786m 干管选用 108 4 型无缝钢管 支管选用 89 3 5 型无缝钢管 本次设计 矿井掘进面个数和最大班下井人数发生了变化 因此对 原初步设计中的压缩空气系统进行了验算 过程如下 7 4 1 验算依据验算依据 矿井达产时 井下共布置 2 个综掘工作面 各工作面风动工具使用 情况见表 7 4 1 表 7 4 1矿井风动工具使用情况表 设备配置 掘进面 数 量 设备名称 设备 型号 工作 台数 同时使 用系数 单台耗气量 m3 min 工作压力 MPa 综掘 工作面 2锚杆机MQT60 93 50 4 0 5 大巷维护2混凝土喷射机ZPC V21 060 4 0 5 7 4 2 压缩空气需要量计算压缩空气需要量计算 1 根据风动工具使用情况计算 Q1 1 2 miqiKi 1 15 1 125 1 0 6 3 5 0 9 2 6 1 0 40 m3 min 式中 1 沿管道全长的漏风系数 取 1 15 2 风动工具的磨损耗气量增加系数 取 1 125 海拔高度修正系数 取 1 0 mi 同型号风动工具同时使用台数 qi 每台风动工具的耗气量 m3 min Ki 同型号风动工具同时使用系数 取 0 9 第七章 提升 通风 排水 压缩空气设备 第 108 页 2 根据矿井人员自救系统需要计算 井下最大班人数为 75 人 按每人 0 3 m3 min 计算 则 Q 1 75 0 3 25 9m3 min 式中 1 沿管道全长的漏风系数 取 1 125 海拔高度修正系数 取 1 01 3 验算结论 根据计算 原初步设计空压机设备能够满足需要 但是没有备用设 备 因此本次设计新增一台 SA120A 型空气压缩机 两台工作 一台备 用 正常工作时 总供风能力为 42m3 min 可以满足工作需要 空压机主要技术参数表见表 7 4 2 表 7 4 2空压机主要技术参数表 型 号SA120A 排 气 量 m3 min 21
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