恒隆生产能力核定

1、汾西瑞泰正珠恒隆机电系统能力核定|2010年5月目录 TOC o 1-5 h z 1、供电系统能力定3一、概况3二、必备条件查4三、计算过程及结果42、通风系统能力定8一、概况8二、必备条件查10三、计算过程及结果10四、通风能力最终计算183、井下排水系统能力定19一、概况19二、必备条件查19三、计算过程及结果194、提升系统能力定22一、概况22二、必备条件查22三、计算过程及结果22（一）主井提升能力22（二）副井提升能力235、运输系统能力定25一、概况25二、必备条件查26三、计算过程及结果266、供水系统能力定287、压风系统核查情况288、各环节能力核定结果分析299、存在问题

2、问题和整改方案301、供电系统能力核定一、概况矿井为双电源供电，一回电源引自南煤线（左权110kV变电站），电压等级为10kV,电源线路为LGJ-120型架空线路，线路长度为12km;另一回电源引自堡西线（堡则35kV变电站），电压等级为10kV,电源线路为LGJ-120型架空线路，线路长度为4km,两回10kV线路均引至矿10kV变电所。在工业场地设有10kV变电所，变电所内设有高压开关柜、低压配电柜、电容器柜。地面共设6台变压器，分别为$-200/10/0.4型2台（供主要通风机及地面用电）、$-315/10/0.69型1台（供主井皮带用电，制氮系统）、KYSB-315/10/6型1台（供

3、副井绞车用电）、S9-M-30/10/0.4型1台（绞车低压电控）、S9-160/10/0.4型1台（供主要通风机用电），6台变压器并列运行，变压器接线方式均为D.yn11。井下采用10kV双回路供电，电源引自地面10kV不同高压柜，同段母线），下井电缆一趟为MYJV22-8.7/10kV-3X70型，另一趟为MYJV22-8.7/10kV-3X25型，供电长度均为700m。井下设置临时中央变电所，高压不分段。井下共设4台变压器，分别为KBSGZY-630/10/1.14/0.66型1台、KBSGZY-500/10/1.14/0.66型1台、KBSGZY-1250/10/1.14/0.66型1

4、台、KBSGZY-315/10/1.14/0.66型1台根据资料，综合吨煤电耗为23kWh/t,最大涌水量时，矿井装机总容量3810kW,有功功率2667kW,其中井下最大负荷1920kW。二、必备条件核查1、矿井供电系统合理，设备、设施及保护装置基本完善，技术性能符合规定，系统运行正常。2、供电系统技术档案齐全，各种运行、维护、检查、事故记录完备，管理制度健全。三、计算过程及结果（一）电源线路安全载流量及压降校核1、安全载流量校核I_P,3Uncos式中I架空线最大工作电流，A;Un最大负荷（有功功率），kW;-供电线路额定电压，kV;cos-功率因子，取0.9。I2667171.09A、3

5、100.9线路LGJ120允许载流量：环境温度25c时为380A（查表），40C温度校正系数0.81。Ix=380AX0.81=307.8I=171.09A根据以上校验可知：线路LGJ-120允许载流量符合要求。2、线路压降校核（1）南煤线LGJ-120电源线路单位负荷矩时电压损失百分数：当cos6=0.9为0.454%/MWkm（查表）。则电源线路电压降为：U%2.667120.454%14.5%5%（压降超过规定，因为备用线路，固可不做考核）其中：矿井有功功率为2.666MW,线路长12km。根据以上校验可知：南煤线LGJ-120电源线路不能满足电压降要求。（2）堡则线LGJ-120电源线

6、路单位负荷矩时电压损失百分数：当cos6=0.9为0.454%/MWkm（查表）。则电源线路电压降为：U%2.75540.454%4.8%其中：矿井有功功率为2.666MW,线路长4km。根据以上校验可知：堡则线LGJ-120电源线路满足电压降要求。（二）下井电缆安全载流量及压降校核1、安全载流量校核Ij-P3UNcos式中Ij井下最大负荷电流，A;Pj井下最大涌水时的用电负荷，1920kW;Un井下电缆线路额定电压，10kV;cos功率因子，0.8（生产单位提供）1920、3 10 0.8123.17 AMYJV22-8.7/10kV-3X70型电缆，载流量为242A（查表）：Ix=242A

7、Ij=123.17A根据以上校验可知：MYJV22-8.7/10kV-3x70型电缆载流量能够保证井下全部负荷正常运行要求。2、线路压降校核MYJV22-8.7/10kV-3乂70型电缆单位负荷矩时电压损失百分数：当cost=0.9寸为0.36%/MWkm（查表）。10kV地面线路部分电压降为：Ui%4.8%10kV下井线路部分电压降为：U2%1.9200.70.36%0.48%故下井电缆电压降为：U%U1%U2%4.8%0.48%=5.28%（线路压降基本符合要求）以上校验可知：MYJV22-8.7/10kV-3X70型电缆，载流量及线路压降能够保证井下全部负荷正常运行。井下变压器分接开关运

8、行在-5%位置。（三）电源线路能力计算3304476万t/a104 23PA33016433016104W式中P为线路供电容量，kW;当线路允许载流量Ix=307.8A时，P,3 307.8 10 0.9 4798kW ;为下井电缆留出一定裕量，线路压降为4.5%时,P4.5%103304kW；0.454%3则线路合理，允许供电容量取3304kW。W综合吨煤电耗，23kWh/t。所以矿井电源线路供电能力为76万t/a。（四）变压器能力计算S42000.9七A3301633016-486万t/a104W10423式中S主变压器容量，4200kVA;-矿井功率因子，0.9;W综合吨煤电耗，23kW

9、h/t。所以矿井主变压器生产能力为86万t/a。（五）矿井供电能力的确定1、电源线路供电能力经计算，矿井电源线路供电能力为76万t/a。2、变压器供电能力经计算，矿井变压器供电能力为86万t/a。3、矿井供电系统能力综上所述，根据线路及变压器的能力计算，取其较小值，确定矿井供电系统核定能力为76万t/a。（六）现存在问题1、10KV变电所供电现在由10kv变电所双回路双掷隔离开关，单母线不分段，现备2台进线柜，一台切换柜，6台出线柜，全部改为真空，但由于空间位置不够，低压柜也需增加，现还是单母线不分段，采取措施运行，目前正在改造中。2、供电总量为955KVA,现正在和供电部门协商解决增容问题。

10、2、通风系统能力核定一、概况（一）通风方式、方法矿井通风方式为中央并列式，通风方法为机械抽出式。（二）进、回风井筒数量及风量矿井现有进风井筒2个，回风井筒1个，即由主斜井和副斜井进风，回风斜井回风。经现场实测，矿井总进风量为2880m3/min,总排风量为2926m3/min。（三）矿井需要风量、实际风量、有效风量矿井需要总风量为2694m3/min,总进风量为2880m3/min,总排风量为2926m3/min;有效风量为2488m3/min。（四）矿井瓦斯等级根据山西省煤炭工业局综合测试中心提供的瓦斯等级鉴定报告，矿井绝对瓦斯涌出量为1.45m3/min，相对瓦斯涌出量为9.11m3/t，

11、确定该矿属低瓦斯矿井。据地质报告及周围矿井的开采情况，矿井无瓦斯和二氧化碳突出现象。（五）主通风设备及运行参数1）主要通风设备（1）矿井回风斜井井口安装有1台BDK60-6NH7A型（在用）及1台FBCDZNd7型（备用）矿用防爆抽出式对旋轴流式通风机。主要通风机相关参数见表371。表371主要通风机额定参数表风机型号编号数量配套电动机风量风压(Pa)生产厂家功率转速(m3/min)(台)(Kw)/min)BDK60-6M17A1#12X75960200031007001300咸阳风机厂FBCDZ沏72#12X75980198034807002500(2)主要通风机及其电动机实际运行参数矿井主

12、要通风机经现场实际测定核实后的参数见表3-7-2表372矿井主要通风机实际运行参数表项目风机总排风量(m3/min)风机静压(pa)通风阻力(pa)等积孔(m2)BDK60-6M17A29269049501.88FBCDZM1729699089441.922)掘进通风设备矿井掘进通风共配备局部通风机2台，型号均为FBDM6.0型,其性能技术参数见表3-7-3表3-7-3矿井局部通风机性能技术参数风机型号风量全风压叶轮直径全压效率噪声额定功率额定转速工作方式(m3/min)(Pa)(mm)(%)(db)(kw)(r/min)FBDM6.0260470503044060080竦52X112900S

13、I掘进工作面使用局部通风机安装设置情况见表3-74表374局部通风机安装设置情况表掘进工作面名称风机型号风机吸入风量(m3/min)全风压风量(m3/min)是否抽循环风150102运输巷FBDM6.0290482否150102回风巷FBDM6.0290487否（六）采掘通风情况该矿井实行“两进一回”，主要通风机负担矿井供风任务。矿井现有1个采煤工作面、2个掘进工作面同时作业，各采掘工作面均为独立通风。二、必备条件核查1、矿井有完整独立的通风、防尘、防灭火及安全监控系统，通风系统合理，通风设施齐全可靠。2、矿井采用机械通风，安设主要通风机两台，主通风机供风量能满足矿井生产需要，1#、2#主通风

14、机分别经山西煤矿设备安全技术检测中心和山西煤矿矿用安全产品检测中心测试合格。3、矿井安全检测仪器、仪表基本齐全可靠。4、局部通风机的安装和使用符合规定。5、矿井瓦斯管理基本符合有关规程规定。三、计算过程及结果（一）矿井需要风量计算1、矿井风量计算原则及方法按照煤矿安全规程第一百零三条和煤矿生产能力核定标准（发改运行2006819号）中关于通风系统生产能力核定的规定，生产矿井需要风量由各采煤、掘进工作面、硐室及其他巷道等用风地点分别进行计算。Q矿=（2ZQ采+2ZQ掘+2ZQ碉+2ZQ备+2ZQ胶轮车+2ZQ其它）XK通式中EQ采采煤工作面实际需要风量的总和，m3/min;EQ掘掘进工作面实际需

15、要风量的总和，m3/min；EQ碉碉室实际需要风量的总和，m3/min;EQ备备用工作面实际需要风量的总和，m3/min;Z2Q胶轮车一一井下采用胶轮车运输的矿井，尾气排放稀释需要的风量，m3/min；Z2Q其它一一矿井除了采、掘、碉室地点以外的其它巷道需风量的总和，m3/min；K通一一矿井通风需风系数（抽出式取1.151.20,压入式取1.251.30）。2、采煤工作面需要风量矿井目前布置有1个采煤工作面，采煤工作面实际需要风量按瓦斯、二氧化碳涌出量和工作面气温、风速和人数等规定分别进行计算，然后取其中最大值。（1）按气象条件计算Q采=Q基本XK采高XK采面长XK温式中Q采采煤工作面实际需

16、要风量，m3/min；Q基本不同采煤方式工作面所需的基本风量，m3/min；Q基本二60X1作面控顶距社作面实际采高70%适宜风速（不小于1.0m/s）K采高采煤工作面采高调整系数，见表3-7-5；K采面长采煤工作面长度调整系数，见表3-7-6；K温采煤工作面温度与对应风速调整系数，见表3-7-7；Q采=（60M.7）2.4H0%1.5）X1.5.0X.0=839m3/min表3-7-5采煤工作面采高调整系数表采高（m）200长度调整系数K采面长1.01.01.31.31.5表3-7-7采煤工作面温度与对应风速调整系数表米煤工作面空气温度（C）米煤工作回风速（m/s）配风调整系统K温4N式中4

17、每人供风量不小于4m3/min；N采煤工作面同时作业最多人数。Q采=4X30=120m3/min（4）按采煤工作面风速进行验算15S采Q采240S采式中S采采煤工作面平均断面积，m3/min。177m3/minQ采0.2510.5=448m3/minQ掘2=290M+600.2510.5=448m3/min（3）按掘进工作面同时作业最多人数计算Q掘4N式中4每人供风量不小于4m3/min；N掘进工作面同时作业最多人数。Q掘1=Q掘2=4X0=40m3/min4）按掘进工作面风速进行验算岩巷掘进最低风量Q粉屈60X0.15S掘煤巷掘进最低风量Q煤才屈60X0.25S掘岩煤巷道最高风速Q掘4.0S

18、掘式中S掘掘进工作面断面积，m3/min。132m3/minQ掘12112m3/min121m3/minQ掘21944m3/min经计算，确定掘1需要风量为448m3/min,掘2需要风量为448m3/min,故掘进工作面需要风量总和为896m3/min。4、井下硐室需要风量井下独立通风硐室需风量根据经验选取：（1）水泵房：120m3/min；（2）采区水仓：120m3/min；因此，2Q碉=240m3/min。5、其它巷道需要风量结合矿井实际情况，井下其它巷道需风量按（Z2Q采+EQ+EQ）的3%考虑。汇q它=（1044+896+240）M%=65m3/min6、矿井总需要风量的确定Q矿=（

19、二Q采+二Q掘+二Q碉+二Q它）*通=（1044+896+240+65）X1.2=2694m3/min经计算，确定矿井目前正常生产的总需要风量为2694m3/min。(二)矿井通风能力计算恒隆煤业为生产能力大于30万t/a的低瓦斯矿井，故采用由里向外核算法计算矿井通风系统能力，即根据矿井总进风量与矿井各用风地点的实际需风量计算出采掘工作面个数。矿井需要风量为2694m3/min,实际进风量2880m3/min。可安排1个综放工作面，2个综掘工作面。1、采煤、掘进工作面特征列表如下：表3-7-8采煤工作面特征表工作面平均长(m)平均采高(m)原煤视密度(t/m3)回采率(%)年工作日数(d)12

20、02.4/3.071.4195/80330正规循环系数(%)工作面个数日推进度(m/d)采煤方法生产能力(万t/a)8513综放67.43表3-7-9掘进工作面特征表巷道纯煤面积(m2)原煤视密度(t/m3)日进尺(m/d)年工作日数(d)工作面个数生产能力(万t/a)10.51.411033027.822、通风系统生产能力计算mlm2AA采iA掘ii1j1式中A矿井通风能力，万t/a;A采i第i个回采工作面正常生产条件下的年产量，万t/a;A掘j第j个掘进工作面正常生产条件下的年产量，万t/a;m1回采工作面的数量，1个；m2掘进工作面的数量，2个；A=67.43+7.82=75.25万t/

21、a经计算，矿井通风系统能力核定为75.25万t/a。（三）矿井通风能力验证1、通风机性能验证目前通风机排风量为2926m7min,负压950Pa,主扇风机的额定全压为700-1300Pa现主扇风压小于该风机最大风压的0.9倍，符合煤矿安全规程。根据山西煤矿设备安全技术检测中心提供的通风机检验报告，风机运行工况点在合理区域内，轴功率为84KW,电机功率小于额定功率，能保证合理、可靠、安全地供风。2、矿井通风网络验证该矿井下巷道，用风地点的风流方向稳定，风量满足要求，井巷风速满足要求，矿井总进风为2880m3/min,总排风量2926m3/min,通风阻力为950Pa，等积孔为1.88m2。说明矿

22、井通风难易程度为中等，矿井通风阻力与主要通风机性能相匹配，能满足安全生产实际需要。矿井通风网络符合煤矿安全规程规定，采掘工作面通风系统完善合理，不存在违反规定的串联通风扩散通风、采空区通风等地点。3、矿井用风地点有效风量验证矿井总进风量2880m3/min,矿井有效风量2488m3/min,矿井需要风量为2694m3/min,矿井内各用风地点的有效风量满足要求，井巷中的风流速度，温度全部符合煤矿安全规程的有关规定。矿井用风地点有效风量验证：主斜井实测风量1480m3/min,风速2.71m/s,小于4m/s,满足要求；副斜井实测风量1400m3/min,风速2.48m/s,小于8m/s,满足要

23、求；工作面实测风量1285m3/min,风速2.40m/s,在0.25m/s4m/s之间，满足要求；回风斜井实测风量2880m3/min,风速4m/s,小于8m/s,满足要求。4、利用稀释瓦斯能力进行验证历年的矿井瓦斯等级鉴定均为低瓦斯矿井。根据瓦斯等级鉴定和开采实践瓦斯管理经验，在正常通风情况下工作面进回风巷瓦斯含量较低，几乎检测不到瓦斯，生产工作面中，从未出现过瓦斯超限和瓦斯积聚现象。目前，矿井通风能力满足稀释排放瓦斯的需要，具体验证数据见表3-7-10。表3-7-10矿井稀释瓦斯能力验证表序号地点规程规定实际测定是否满足要求1矿井总回风巷0.7%0.18%是2150101回风巷V1%0.

24、24%是3150102运输巷掘进工作面V1%0.08%是4150102回风巷掘进工作面V1%0.1%是5采区水仓0是6水泵房0是四、通风能力最终计算通过对该矿井下现场检查及计算验证，该矿通风系统合理，无瓦斯超限的区域，各用风地点风量满足要求，不存在串连、扩散通风，采空区通风的用风地点。因此，经分析验证，确定矿井通风能力为75.25万t/a。3、井下排水系统能力核定一、概况1、矿井上年度实际产量：43.2万t/a；2、全年生产天数：330d；3、根据地质报告富水系数比拟法预算正常涌水量40.08m3/h,最大涌水量42.125m3/h。4、井下主水泵房位于井底，现在主斜井皮带下山建造临时主水仓，

25、可直接排至地面水处理站，矿井水由泵房经管子道、主斜井敷设的排水管路排至地面水处理站。主水泵房现有2台IS80-50-320ZF型水泵，配用电机功率为45KW（现作为副水仓使用），临时主水仓现有2台DT-85-45X8型离心泵，配用电机功率为132kW。经检测1#水泵实测流量为84.67m3/h，2#水泵实测流量为83.15m3/h。主斜井内敷设排水管路2趟，排水管采D159X7mm（外径X壁厚）无缝钢管。二、必备条件核查（一）矿井排水系统完善，设备、设施完好，运转正常，新装排水泵未经有关部门检测。（二）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。（三）管理维

26、护制度健全。有每年一次的水泵联合排水实验报告，无各种运行、维护、检查、事故记录。三、计算过程及结果根据煤矿安全规程的相关要求，工作泵的排水能力必须保证在20h内排出矿井24h的涌水量。(一)排水能力计算1、校验水泵能否在20h内排出24h的正常涌水和最大涌水量根据地质报告富水系数比拟法预算正常涌水量40.08m3/h,最大涌水量42.125m3/h作为能力核定的计算依据。正常涌水时，1台泵工作，20h排水量：Q=83.15米X20=1663m3;正常涌水时，24h的涌水量：Q=40.08宠4=961.92m31663m3;最大涌水时，2台泵工作，20h排水量：Q=(83.15+84.67)X2

27、0=3356.4m3;最大涌水时，24h的涌水量：Q=42.125宠4=1011m3Qn=840.08=320.64m3现矿井水仓容量为400m3320.64m3,满足煤矿安全规程的有关要求。.正常涌水时水泵排水能力计算20BnA330rA104PnPQn24330n104A式中Bn为1台工作水泵的排水能力，83.15m3/h;Pn上年度日产吨煤所需排出的正常涌水量;A上年度原煤实际产量。0.73 m3/tp40.0824330n43.2104An33020Bn33010pn2083.15-475.18万t/a100.73.最大涌水时水泵排水能力计算，按2台水泵同时运行计算。20BmAm330

28、104PmPQm24330m104A式中Bm工作水泵加备用水泵的排水能力；Bm=83.15+84.67=167.82m3/h上年度日产吨煤所需排出的最大涌水量。42.125243303/,Pm4-0.77m3/tm43.2104An33020Bn330204167.82151.73万t/a10pn100.73经过计算，矿井排水系统能力为75.18万t/a。4、提升系统能力核定一、概况矿井采用斜井开拓方式，主斜井采用TDL80/20/2X110型带式输送机担负矿井煤炭的运输任务。副斜井配备一台JK2.5玄E/30型矿用绞车，担负矿井研石、材料、设备运输等任务。二、必备条件核查（一）主斜井和副斜井

29、设备经检测并判定含格”，符合有关规程规范要求，满足矿井安全生产要求。（二）提升系统保护装置完善，运转正常。（三）提升系统技术档案齐全，运行、维护、检查、事故记录完备，每日强制性检查和维护时间能达到2h。三、计算过程及结果（一）主井提升能力1、确定计算公式2kBvCtA3304（万t/a）104kl式中A一年运输量，万t/a;k输送机负载断面系数，400（查表）；B输送机带宽，0.8m;v输送机带速，2.5m/s;丫一松散煤堆积容重，t/m3。取0.850.9;C一输送机倾角系数，0.81;ki一运输不均匀系数，取1.2;t一日提升时间，16h或18h,按标准第十二条规定选取。2、计算参数选取依

30、据说明(1)工作制度：年工作日按330d,每天净提升时间为16h;(2)斜长603m,倾角18部分370m,倾角4部分233m,;(3)主斜井带式输送机带宽B=800mm,带速V=2.5m/s,输送带选用阻燃、抗静电型钢丝绳芯带，带强ST1250N.mmL双滚筒驱动，电动机功率2X110kWo装设BED121/6型制动器，NF16型逆止器。3、计算结果4000.822.50.850.8116A3307=193.88万t/a1041.2根据矿方提供资料，实际运量为201t/h,则实际能力为：A=330X201M6=1061280t/a=106.1万t/a。经过计算，确定主斜井提升能力为106.1

31、万t/a。(二)副井提升能力DTc一（万 t/a）5 3600 T1、确定计算公式104（TA3303PGPCG%式中A副井提升能力，万t/a;R出研率(研石与产量的重量比)，%;Tg、Tc、Tq分别为提肝、提升材料、下放其它材料的一次循环时间（s/次）；Pm每次提煤重量，t/次；Pg每次提肝石重量，t/次；M吨煤用材料比重，%；Pc每次提升材料重量，t/次；D下其它材料次数，每班按510次计（指下炸药、设备、长材等）；Tq下其它材料下井总时间，s/次；Tr每班人员上下井总时间，s/g。2、计算参数选取依据说明（1）工作制度：年工作日按330d,每天净提升时间为18h;（2）斜井斜长580m,

32、倾角13.5;（3）每次提升矸石车5辆，材料车3辆，装满系数取0.9；（4）提升容器为1t标准型矿车，Q研=1.8t,矿车自重600kg;（5）绞车型号为JK2.5）2E/30,电动机型号功率250kW,提升最大速度2.53m/s,最大静拉力90kN;（6）根据煤矿安全规程第四百一十六条，井上绞车滚筒直径应大于钢丝绳直径的80倍，现提升钢丝绳直径为26mm（7）人员从主斜井入井，副斜井不行人。（8）下其它材料次数，取5次，提升一次循环时间为463s；（9）根据现场测试资料，提升矸石一次循环时间为433s；（10）根据矿方提供的资料，经统计2009年矿井实际出矸率15%,每次提肝石重量：1.8a

33、95=8.1t;吨煤材料比重5%,每次提升材料重量：3X1.5X0.9=4.09t（取提升各类材料每车平均重量为1.5t）,提升材料一次循环时间为463so3、计算结果Tr=0sA 330 3113.5 万 t/a5360054634/0.150.05ae10(4334638.14.09经过计算，确定副井提升能力为113.5万t/a在上部平车场接近变坡点处，安设能够阻止未连挂的车辆滑入斜巷的SK900型阻车器。在变坡点下方20m处、距下部平车场和各中部甩车场变坡点上方20m处设一套能够防止未连挂的车辆继续往下跑车的ZDC30-2.0型跑车防护装置，具跑车防护装置均为常闭式。5、运输系统能力核定

34、一、概况运输上山采用带式输送机运输。原煤运输路线：采煤工作面原煤一运输顺梢-运输上山一主斜井储煤场。研石、材料、人员经副斜井运输，回采工作面和掘进工作面的研石经矿用绞车提升至地面。材料运输经副斜井入井，与研石运输相反。该矿井下运输顺梢、运输上山均采用带式输送机，均设有可靠的保护装置，配备驱动滚筒防滑保护、堆煤保护和防跑偏装置；装设温度保护、烟雾保护和自动洒水装置；装设有输送带张紧力下降保护装置和防撕裂保护装置。井下主运输系统实现了连续运输，运转正常，系统中的相关保护设施齐全。井底车场、运输大巷、轨道大巷、采区运输巷、运输顺梢内每隔20m设置127V矿用防爆LED巷道灯。井下运输系统所选设备均达

35、防爆要求。二、必备条件核查（一）矿井运输系统环节完善，设备运转正常。（二）各种行车、信号设施基本齐全，车场、巷道内照明符合规定。三、计算过程及结果1、确定计算公式2,A330kBvC-t（万t/a）104ki式中A一年运输量，万t/a;k输送机负载断面系数，400;B输送机带宽，0.8m1m;v输送机带速，2.5m/s2m/s;丫一松散煤堆积容重，t/m3。取0.850.9;C输送倾引输送机，0.88;k1一运输不均匀系数，取1.2;t-日提升时间，16h或18h,按标准第十二条规定选取。2、计算参数选取依据说明（1）工作制度：年工作日按330d,每天净提升时间为16h;(2)第一条安装斜长3

36、01m,第二条安装斜长470m,倾角均为9；(3)第一条带式输送机为SPJ80/20型，带宽B=800mm,运行速度为2.5m/s,输送带选用阻燃、抗静电型钢丝绳芯带，双滚筒驱动，电动机功率2X55kW,装设YWZ5315型制动装置，NJ250型逆止器。第二条带式输送机为DSJ100/63/2X75型，带宽B=1000mm,运行速度为2m/s,输送带选用阻燃、抗静电型钢丝绳芯带，双滚筒驱动，电动机功率2X75kW,装设YWZ5315型制动装置，NJ250型逆止器。运输顺梢带式输送机为DSJ100/63/2X75型，带宽B=1000mm,运行速度为2m/s,输送带选用阻燃、抗静电型钢丝绳芯带，双

37、滚筒驱动，电动机功率2M5kW,装设YWZ5-315型制动装置，NJ250型逆止器。3、计算结果第一条带式输送机A3304000.82泞0.8508816210.64万t/a101.22第二条带式输送机A3304001240.850.8816263.30万t/a101.22运输顺梢带式输送机A3304001240.850.8816263.30万t/a1041.2带式输送机实际运量均为200t/h,则实际能力为：A=330X200M6=1056000t/a=105.6万t/a。综上所述，运输上山的运输能力105.6万t/a。6、供水系统能力核定井下消防、洒水水源取自地面静压清水池，井下排水经净化处理后，水质符合井下消防洒水用水水质标准，可作为井下消防、洒水及井下各用水设施的供水水源。在地面设有1座容积为200m3的井下静压供水池，可满足现在井下静压供水水量及水压需要。设计将另建造一座静压供水池。井下消防、洒水系统和生产用水采用合流制，管网呈枝状布置，管道由主斜井引入井下，送至井下消防、洒水