焦作白莊煤礦畢業(yè)采礦設計

1、<p><b>　　概述</b></p><p>　　第一章 礦井概況3</p><p>　　第一節(jié) 地理概況3</p><p>　　第二節(jié) 地質條件4</p><p>　　第三節(jié) 礦井簡況6</p><p>　　第四節(jié)礦井現(xiàn)有問題及整改方法9

2、</p><p>　　第二章 工業(yè)廣場10</p><p>　　第一節(jié) 地面煤炭生采系統(tǒng)10</p><p>　　第二節(jié) 主要機器設備11</p><p>　　第三節(jié) 工業(yè)廣場及各環(huán)節(jié)生產(chǎn)能力12</p><p>　　第三章 井田開拓方式及主要生產(chǎn)系統(tǒng)13</p>

3、<p>　　第一節(jié) 井田開拓方式13</p><p>　　第二節(jié) 礦井儲量及服務年限14</p><p>　　第三節(jié) 主、副井提升系統(tǒng)15</p><p>　　第四節(jié) 礦井通風系統(tǒng)18</p><p>　　第五節(jié) 供電系統(tǒng)26</p><p>　

4、　第六節(jié) 井下排水系統(tǒng)28</p><p>　　第七節(jié) 井下運輸系統(tǒng)31</p><p>　　第四章 工作面施工及回采工藝33</p><p>　　第一節(jié) 采煤概況33</p><p>　　第二節(jié) 采面施工系統(tǒng)34</p><p>　　第三節(jié) 采面通風與放炮

5、及機電管理41</p><p>　　第四節(jié) 采面支護及液壓系統(tǒng)管理48</p><p>　　第五節(jié) 采面安全措施51</p><p>　　第六節(jié) 勞動組織及主要經(jīng)濟技術指標55</p><p>　　第五章 井巷工程技術55</p><p>　　第一節(jié) 井巷施工55&l

6、t;/p><p>　　第二節(jié) 施工過程中的安全措施60</p><p>　　第三節(jié) 勞動組織及主要經(jīng)濟技術指標69</p><p>　　第四節(jié) 規(guī)格質量標準及機電管理70</p><p>　　第六章 總結71</p><p>　　第六章 附圖71</p><p

7、><b>　　一、采面施工</b></p><p><b>　　1、采煤系統(tǒng)圖</b></p><p>　　2、工作面每班開工前施工圖</p><p>　　3、四對八根長梁超前支護圖</p><p><b>　　4、爆破說明書</b></p><p&g

8、t;　　5、勞動組織與經(jīng)濟技術指標</p><p><b>　　6、供電系統(tǒng)圖</b></p><p><b>　　二、井巷施工</b></p><p><b>　　1、施工系統(tǒng)圖</b></p><p><b>　　2、巷道支護斷面圖</b></p

9、><p>　　3、巷道施工爆破說明書</p><p>　　4、勞動組織圖表 </p><p><b>　　概述</b></p><p><b>　　實習地點</b></p><p>　　本次實習地點為焦煤集團白云煤業(yè)有限公司白莊煤礦</p><p

10、><b>　　二、實習目的</b></p><p>　　煤礦開采與掘進實習是在學該課程一段時間后、后續(xù)課程學習之前進行的一個承上啟下的重要教學環(huán)節(jié)。通過實習，了解煤礦的生產(chǎn)技術狀況及發(fā)展情況，樹立為煤炭工業(yè)現(xiàn)代化做出奉獻得專業(yè)思想。熟悉實習煤礦井上、井下概貌以及煤炭的生產(chǎn)過程及礦井各主要生產(chǎn)環(huán)節(jié)，掌握煤礦生產(chǎn)基專業(yè)技能和生產(chǎn)工藝組織過程，爭強社會責任感、使命感和樹立企業(yè)精神。全面認識所

11、學專業(yè)的工作崗位生產(chǎn)技能要求和特點。并將所學的專業(yè)理論知識與實踐相結合，進一步加深對煤礦開采與掘進技術理論知識的理解與運用能力。同時這次實習，也是一次接觸社會、了解煤礦，向工人和工程技術人員學習的好機會。</p><p><b>　　礦井概況</b></p><p><b>　　第一節(jié) 地理情況</b></p><p>

12、　　一、礦區(qū)地理位置，地形地貌，交通情況</p><p>　　焦作煤業(yè)（集團）白云煤業(yè)有限公司白莊煤礦位于河南省、焦作市、修武縣、方莊鎮(zhèn)境內(nèi)，西距焦作市區(qū)25公里，南距修武縣城15公里，地理坐標為：東經(jīng)：113o 24′58″～113o 26′58″；北緯：35o 20′22″～35o 21′31″。</p><p>　　本區(qū)屬山前沖洪積平原，地勢呈北高南低，西高東低；全區(qū)被新生界掩

13、蓋，有少量黃土沖溝。海拔標高105.90—119.99m，相對高差14.09m。</p><p>　　本區(qū)西部邊界距焦作市約20km，南距焦(作)～新(鄉(xiāng))鐵路修武車站約12km，修武～云臺山旅游區(qū)公路從礦區(qū)西約600m處通過。區(qū)內(nèi)有簡易公路與之相連，交通便利。</p><p>　　二、井田位置，邊界范圍，井田面積，相鄰礦井關系</p><p>　　白莊煤礦井田位于

14、焦作煤田東部，西起界碑斷層,東與吳村煤礦相鄰,南至魏村斷層,北到九里山斷層和煤層露頭,面積2.6平方公里。</p><p><b>　　第二節(jié) 地質條件</b></p><p>　　一、井田地質情況，地層，含煤地層，構造</p><p>　　地層：區(qū)內(nèi)基巖全部被新生界所覆蓋，據(jù)鉆孔和礦井工程揭露資料，地層由老至新為：中奧陶統(tǒng)馬家溝組、中石炭統(tǒng)

15、本溪組、上石炭統(tǒng)太原組、下二疊統(tǒng)山西組和下石盒子組、上二疊統(tǒng)上石盒子組和第三、四系。含煤地層為石炭二疊系含煤地層。</p><p>　　構造：本區(qū)東段為一單斜構造，地層走向北東，傾向150o，傾角15o；西段為白莊背斜，地層走向北東，傾向南西和北西，傾角15～26o；全區(qū)共發(fā)現(xiàn)落差10m以上的斷層14條，10m以下的斷層15條，采掘中發(fā)現(xiàn)2m以下的小小斷層14條。構造復雜程度屬中等類型。</p>&

16、lt;p>　　二、主要可采煤層情況，煤層賦存條件，煤層層數(shù)，厚度，資源儲量，煤質，煤種</p><p>　　礦井開采煤層為二1煤層，位于山西組下部，層位穩(wěn)定，全區(qū)可采，煤層厚度2.36 ～ 8.02m，平均5.51m，煤層結構簡單，僅局部含厚0．05～0．25m的炭質泥巖或泥巖夾矸1～2層。</p><p>　　本區(qū)含煤地層為太原組、山西組和下、上石盒子組，含煤地層總厚度約550.7

17、3m，共含煤13層，煤層總厚9.30m，含煤系數(shù)1.69％，可采煤層厚度7.21m，可采含煤系數(shù)1.3 1％</p><p>　　礦井開采二1煤層，2005年底保有資源儲量為918萬噸，其中（111b）275萬噸，可采儲量182萬噸。</p><p>　　二1煤為黑色，以塊狀為主，少量粉粒狀，似金屬光澤，煤巖組分以亮煤為主，次為鏡煤和暗煤，煤巖類型屬半亮～光亮型煤。煤的視密度為1．47t／

18、m3，真視密度為1.56t／m3。原煤灰分為7.02~19.0%，平均13.5%；硫分為0.27~1.0%，平均0.5%；全水分為1.44~6.64%，平均3.46%；發(fā)熱量為29MJ/kg。為低水、低灰、特低硫，抗碎強度高，熱穩(wěn)定性好，高熔灰分，中高發(fā)熱量無煙煤三號。</p><p>　　三、水文地質情況，開采技術條件</p><p>　　本區(qū)二1煤層頂板直接充水含水層為砂巖裂隙孔隙含水

19、層，底板直接充水含水層為太原組上段灰?guī)r巖溶裂隙含水層，因本區(qū)構造復雜程度東西有所差異，其水文地質勘查類型東部應劃為第三類第二亞類第二型，西部則應劃為第三類第二亞類第二型偏三型?？傮w來看，本區(qū)屬以底板巖溶裂隙水充水為主的水文地質條件中等偏復雜的礦床類型。</p><p>　　二1煤層偽頂巖性以泥巖、砂質泥巖和炭質泥巖為主，隨采隨落。老頂多直接壓煤或與偽頂直接相連，巖性以厚層狀中細粒砂巖為主，致密堅硬，穩(wěn)定性好。煤層

20、直接底板巖性為泥巖和砂質泥巖，穩(wěn)定性較好。</p><p>　　礦井經(jīng)瓦斯等級鑒定，最大絕對瓦斯涌出量為2.9m³/min，最大相對瓦斯涌出量為5.97m³/t, 目前礦井絕對瓦斯涌出量為2.73m³/min，相對瓦斯涌出量為5.52m³/t，屬低瓦斯礦井。按低瓦斯礦井管理；二1煤層無煤塵爆炸危險性；自燃發(fā)火傾向等級為三類，屬不易自燃煤層；地震動峰值加速度值為0.15，對應

21、的地震設防烈度為Ⅶ度；地溫屬正常區(qū)，無高溫影響。</p><p>　　第三節(jié) 礦井簡況 </p><p><b>　　礦井建設情況</b></p><p>　　白莊煤礦是在1970年封丘、修武兩縣合辦的小煤窯基礎上發(fā)展起來的，沒有進行正規(guī)的開采設計。</p>&

22、lt;p>　　1979年12月，白莊煤礦自行設計，對礦井進行了技術改造，由于當時為地方煤礦，沒有進行立項、開竣工和投產(chǎn)驗收。</p><p><b>　　二、煤礦生產(chǎn)現(xiàn)狀</b></p><p>　　1、主要生產(chǎn)系統(tǒng)，采掘工藝，開拓方式和開采方法，水平、采區(qū)劃分</p><p>　　礦井運輸提升：回采工作面、下山均采用SGW—17型和SG

23、W—20型刮板輸送機運輸，水平運輸大巷采用7噸電機車運煤；主井采用2.5米絞車提升，主要提升原煤和材料；付井采用2.0米絞車提升，主要提升人員。</p><p>　　礦井通風方式為中央并列抽出式機械通風。</p><p>　　井下排水系統(tǒng)為各出水點通過水溝或水泵流入采區(qū)臨時水倉，采區(qū)泵房分別排至水平運輸大巷，經(jīng)水溝流入中央水倉，再由中央泵房排至地面，為兩極排水。</p>&l

24、t;p>　　礦井供電采用3.5KW雙回路雙電源供電。</p><p><b>　　2、通風方式</b></p><p>　　礦井通風方式為中央并列式。主井進風，副井回風，主扇型號均為K70-NO18型軸流式通風機，一臺工作，一臺備用。</p><p>　　3、現(xiàn)主要生產(chǎn)煤層、采區(qū)、工作面情況</p><p>　　礦

25、井生產(chǎn)煤層為二1煤，煤層層位穩(wěn)定，全區(qū)可采，煤層厚度2.36 ～ 8.02m，平均5.51m。生產(chǎn)采區(qū)為11采區(qū)和12采區(qū)，各布置一個回采工作面和一個掘進工作面生產(chǎn)。14采區(qū)正在進行開拓，因出水現(xiàn)正在封堵。</p><p>　　4、近幾年生產(chǎn)完成情況</p><p>　　2003年—2005年產(chǎn)量如下 單位：（萬噸）</p><p>　　5、今后三年的生產(chǎn)接

26、續(xù)安排</p><p>　　2007年～2009年采煤工作面接續(xù)表</p><p>　　第四節(jié) 礦井現(xiàn)有問題及整改方法</p><p>　　一、各生產(chǎn)系統(tǒng)（環(huán)節(jié)）存在的主要問題</p><p>　　1、礦主井提升系統(tǒng)存在的主要問題是：主井絞車為上世紀60年代仿蘇產(chǎn)品，服役時間較長。</p><p>　　2、礦副井提升

27、系統(tǒng)存在的主要問題是：主井絞車為上世紀60年代仿蘇產(chǎn)品，服役時間較長。</p><p>　　3、礦井排水系統(tǒng)存在的主要問題是：排水管路使用時間長，老化易被腐蝕。</p><p>　　4、礦井運輸系統(tǒng)存在的主要問題是：水平大巷采用架線式電機車運輸，設備老化，東、西區(qū)斜巷運煤均采用刮板輸送機運輸，運輸線路長。</p><p>　　5、礦井采掘工作面存在的主要問題是：回收

28、下山煤柱，工作面走向長度較短，搬家頻繁，影響生產(chǎn)。</p><p>　　6、礦井通風系統(tǒng)存在的主要問題是：礦井生產(chǎn)已到后期，正在回收煤柱和拾邊角殘留煤工作，井下部分巷道受采動的影響，出現(xiàn)裂縫、支架變形，頂板破碎，采空區(qū)逐漸擴大，廢巷、老巷逐漸增多。</p><p><b>　　二、采取的整改措施</b></p><p>　　1、主井絞車運行中應

29、該加強對絞車性能的檢測檢查，以及保護裝置的試驗和對關鍵部位的探傷，強化日常管理，定期檢修維護，以保證運轉的安全性和連續(xù)性。</p><p>　　2、副井絞車運行中應該加強對絞車性能的檢測檢查，以及保護裝置的試驗和對關鍵部位的探傷，角移式制動器更要認真維護檢測。作好鋼絲繩的防銹蝕處理，定期檢修維護，以保證運轉的安全性和連續(xù)性。</p><p>　　3、排水管路應定期進行防腐處理，應加強對水泵

30、性能的定期檢測和日常維護。以保證水泵的正常運行</p><p>　　4、應加強對電機車和刮板輸送機的日常檢查維護，強化制度管理，最大限度的服務好原煤的安全生產(chǎn)。</p><p>　　5、加快14采區(qū)勘探、開拓，保證正常生產(chǎn)。</p><p>　　6、瓦斯治理方面需采取以下措施：</p><p>　?、?、臨時的施工地點多為殘采，距離近，但巷道多

31、、壓力大，通風難度增加，容易出現(xiàn)瓦斯死角，是當前瓦斯管理的重中之重。要求檢查員必須嚴格交接班，堅守工作崗位，認真檢查瓦斯，重點排查局部瓦斯，徹底消除瓦斯超限隱患。</p><p>　?、凇⒕稚裙╋L地點增多，回收煤柱地點增多，通風條件受到限制，加強局部通風也是當前瓦斯管理工作的重點。要求各地點瓦檢員配合通風工、電工抓好局扇管理，做好雙風機、雙電源、自動換臺、自動分風。實現(xiàn)風電、瓦斯電閉鎖。加強風筒管理，保證掘進頭供

32、風量，消除瓦斯隱患。</p><p>　?、?、認真做好井下所有通風巷道和通風設施的檢查工作，特別是采空區(qū)周圍的巷道，要重點檢查，防止出現(xiàn)漏風、瓦斯盲區(qū)，發(fā)現(xiàn)問題及時處理。</p><p>　?、堋⑺凶鳂I(yè)地點，均設專職瓦檢員，嚴格按照規(guī)定檢查瓦斯、執(zhí)行“一炮三檢”和“三人連鎖”等放炮管理制度。做到牌板、記錄、報表三對照，當天瓦斯日報表和監(jiān)測報表送總工程師和總經(jīng)理簽字審閱，對重大的通風、瓦斯

33、問題，制定措施，進行處理。</p><p><b>　　工業(yè)廣場</b></p><p>　　第一節(jié) 地面煤炭生產(chǎn)系統(tǒng)</p><p><b>　　一、概況</b></p><p>　　地面建有40萬噸/年選煤廠和20萬噸/年洗煤廠，井下原煤經(jīng)礦車提至地面，再經(jīng)翻籮進入大炭篩，濾出大炭后進入給煤機

34、，給入帶式輸送機，進入選煤系統(tǒng)分級振動篩，從選煤廠出來的塊煤經(jīng)膠帶輸送機進入洗煤系統(tǒng)，從選煤廠出來的沫煤和從洗煤廠出來的塊煤全部地銷，無外送。地面貯煤廠面積40000平方米可貯存原煤10萬噸，工業(yè)廣場露天存放。</p><p>　　二、地面生產(chǎn)系統(tǒng)各環(huán)節(jié)主要設備及能力計算</p><p>　?。ㄒ唬┰航o煤、篩分環(huán)節(jié)：</p><p>　　k—2往復式給煤機一臺,處

35、理能力200t/h；</p><p>　　TD75型(B=800mm)皮帶機一部,輸送能力為280 t/h,</p><p>　　振動篩型號為2ZD—1530型一臺，篩板層數(shù)2層，處理能力150 t/h。</p><p>　　最小設備年處理能力：</p><p>　　A = 330×16×150/（104×1.2

36、）=66萬t/a。</p><p>　　A — 年處理能力，萬t/a。</p><p>　　1.2 — 系統(tǒng)中各環(huán)節(jié)設備的處理能力不均衡系數(shù)。</p><p>　?。ǘ┑孛孢\輸環(huán)節(jié)：靠鏟車裝運，裝車能力能滿足礦井生產(chǎn)配套能力。</p><p>　　（三）鐵路運輸能力：無外運。</p><p>　?。ㄋ模┢囘\輸能力：

37、全部地銷，可以滿足礦井生產(chǎn)需要。</p><p>　　綜上所述，地面生產(chǎn)系統(tǒng)的核定能力取其系統(tǒng)中的最小環(huán)節(jié)能力，即為66萬t/a。上年度為28萬t/a，能力變更主要原因是震動篩處理能力變更。</p><p>　　三、由于地面系統(tǒng)較長，環(huán)節(jié)多，任一環(huán)節(jié)出現(xiàn)問題，都影響到原煤的正常生產(chǎn)，因此，要加強對地面系統(tǒng)每個環(huán)節(jié)設備的日常維護檢查，強化責任管理，尤其皮帶機的綜合安全保護功能要加以完善，堅持

38、正常使用。</p><p>　　第二節(jié) 主要機器設備</p><p><b>　　一、主井提升機</b></p><p>　　提升機型號2бM2500/1220型纏繞式雙滾筒絞車，該絞車為六十年代仿蘇產(chǎn)品，撫順產(chǎn)。絞車提升最大速度為4.2m/s，提升井口標高+115.8，井底標高-66.2米，提升高度182米，提升容器為一噸單層罐籠，礦車采用

39、1噸U型礦車，礦車載重1噸，電機型號：功率200KW，6KV兩回電源線路，電控采用TKD型。提升一次循環(huán)時間50S。</p><p><b>　　二、副井提升機</b></p><p>　　提升機規(guī)格型號2бM2000/1020纏繞式雙滾筒提升機，井口標高+114.5，井底標高-58，提升高度172米,井筒直徑4.2米。用一臺角移式制動器，絞車為六十年代仿蘇產(chǎn)品，提升

40、容器為一噸單層罐籠，徐州產(chǎn)，有MA標志。楔型連接裝置，提升鋼絲繩直徑為Ø24.5mm，鋼絲繩罐道，電機型號為JR125-6.功率130KW，電壓380V，串電阻調速，TKD電控系統(tǒng)，保護裝置齊全、可靠，裝有BF-111型防墜器2臺。提升矸石、提升材料和下其他材料一次循環(huán)時間分別為70s、70s、80s。</p><p><b>　　三、通風機</b></p><

41、p>　　主扇型號均為K70-NO18型軸流式通風機，一臺工作，一臺備用。主扇排風量為15～75m³/s，負壓范圍50～250mmH2O，風機葉片安裝角400，配套電機兩臺均為JR2355-8型95kw，電壓380V、轉速720r /min。主扇于2004年12月底進行風機性能檢驗，均符合規(guī)定，能滿足礦井通風需要。目前運轉的Ⅱ號主扇抽風量為2968.1 m³/min，風壓490Pa，等積孔2.66m2，通風阻力5

42、15 Pa，電流125A，電壓360V，前軸溫19℃，后軸溫22℃。</p><p>　　工業(yè)廣場及各環(huán)節(jié)生產(chǎn)能力</p><p>　　一、地面建有40萬噸/年選煤廠和20萬噸/年洗煤廠，井下原煤經(jīng)礦車提至地面，再經(jīng)翻羅進入大炭篩，濾出大炭后進入給煤機，經(jīng)帶式輸送機，送入選煤系統(tǒng)分級振動篩，從選煤廠出來的塊煤一部分經(jīng)膠帶輸送機進入洗煤系統(tǒng)，另一部分進入煤倉或落地。從選煤廠出來的沫煤和從洗煤

43、廠出來的塊煤全部地銷，無外送。2003-2005年共生產(chǎn)原煤85 萬t，入洗三炭20 萬t，洗精煤16 萬t。地面儲煤倉3個，總容量為1.2萬t ，是礦井日產(chǎn)量1500t的8倍。貯煤廠面積40000平方米可貯存原煤10萬噸，工業(yè)廣場露天存放。</p><p><b>　　二、各環(huán)節(jié)生產(chǎn)能力</b></p><p>　　礦井主提升系統(tǒng)核定能力為34萬t，取值合理，計算準

44、確；</p><p>　　礦井主提升系統(tǒng)核定能力為51萬t，取值合理，計算準確；</p><p>　　礦井排水系統(tǒng)核定能力為60萬t，取值合理，計算準確；</p><p>　　礦井供電系統(tǒng)核定能力為51萬t，取值合理，計算準確；</p><p>　　礦井運輸系統(tǒng)核定能力為30萬t，取值合理，計算準確；</p><p>

45、　　礦井采掘工作面核定能力為28萬t，取值合理，計算準確；</p><p>　　礦井通風系統(tǒng)核定能力為30萬t，取值合理，計算準確；</p><p>　　礦井地面生產(chǎn)系統(tǒng)核定能力為66萬t，取值合理，計算準確；</p><p>　　選煤廠生產(chǎn)核定能力為66萬t，取值合理，計算準確；</p><p>　　以最薄弱的生產(chǎn)系統(tǒng)能力為最終的核定生產(chǎn)能

46、力，即28萬t/a。</p><p>　　井田開拓方式及主要生產(chǎn)系統(tǒng)</p><p>　　第一節(jié) 井田開拓方式</p><p><b>　　一、井田范圍</b></p><p>　　白莊煤礦位于焦作煤田東部，井田西起界碑斷層,東與吳村煤礦相鄰,南至魏村斷層,北到九里山斷層和煤層露頭。井田東西長2.6公里，南北寬1公里，

47、面積約2.6平方公里，計算開采深度為+30～-560米。</p><p>　　礦井開采煤層為二1煤層，位于山西組下部，層位穩(wěn)定，全區(qū)可采，煤層厚度2.36 ～ 8.02m，平均5.51m，煤層結構簡單，僅局部含厚0．05～0．25m的炭質泥巖或泥巖夾矸1～2層；煤層走向北東，傾向150o，傾角15o；煤層埋藏深度為130～660m。</p><p><b>　　二、開拓方式<

48、;/b></p><p>　　礦井為立井單水平下山分區(qū)式開拓井下分東西兩翼開采，生產(chǎn)水平為-66水平，整個礦井共三個采區(qū)，現(xiàn)11、12兩個采區(qū)進行生產(chǎn)；14采區(qū)進行開拓，因14采區(qū)地質構造較復雜，開拓過程中斷層出水，現(xiàn)正在封堵。</p><p>　　第二節(jié) 礦井儲量及服務年限</p><p>　　礦井保有資源儲量918萬噸；其中：（111b）275萬噸，（3

49、33）643萬噸，可采儲量182萬噸；14采區(qū)開拓后，可采儲量將增加100萬噸左右；礦井資源儲量能滿足礦井生產(chǎn)的需要。</p><p>　　以最薄弱的生產(chǎn)系統(tǒng)能力為最終的核定生產(chǎn)能力，即28萬t/a。</p><p>　　一、2005年末資源儲量核查結果為：</p><p>　　（111）為182萬噸，（11lb）為275萬噸，（333）為643萬噸</p&g

50、t;<p>　　開拓煤量為182萬噸，可回采5年。</p><p>　　準備煤量為182萬噸，可回采60月。</p><p>　　回采煤量為11.5萬噸，可回采4.6月。</p><p><b>　　二、服務年限</b></p><p>　　白莊煤礦礦截止2005年末可采儲量182萬噸，上次核定生產(chǎn)能力24

51、萬t／a，本次擬調整核定生產(chǎn)能力為28萬t／a。</p><p>　　礦井剩余服務年限為：</p><p>　　a = G/kB·A = 182/（1.3×28）= 5.0 a</p><p>　　式中：a — 礦井剩余服務年限；</p><p>　　G — 2005年末可采儲量，182萬噸；</p><

52、;p>　　A — 礦井擬調整的核定生產(chǎn)能力28萬t／a：</p><p>　　KB — 儲量備用系數(shù)，礦井地質構造較簡單；煤層賦存較穩(wěn)定，開采技術條件較好，取1.3</p><p>　　礦井剩余服務年限5a，資源儲量滿足生產(chǎn)服務年限的要求，經(jīng)核算，核定生產(chǎn)能力為28萬t／a。</p><p>　　第三節(jié) 主、副井提升系統(tǒng)</p><p&g

53、t;<b>　　一、主井提升系統(tǒng)</b></p><p>　?。ㄒ唬┲骶嵘ㄟ\輸）方式</p><p>　　主井為立井提升，采用單層罐籠1噸礦車提升，主要擔負主井原煤提升任務。</p><p><b>　?。ǘ┲饕夹g參數(shù)</b></p><p>　　提升機型號2бM2500/1220型纏繞式雙

54、滾筒絞車，該絞車為六十年代仿蘇產(chǎn)品，撫順產(chǎn)。絞車提升最大速度為4.2m/s，提升井口標高+115.8，井底標高-66.2米，提升高度182米，提升容器為一噸單層罐籠，礦車采用1噸U型礦車，礦車載重1噸，電機型號：功率200KW，6KV兩回電源線路，電控采用TKD型。提升一次循環(huán)時間50S。</p><p>　?。ㄈz測時間及結論</p><p>　　2004年7月由河南省安全產(chǎn)品檢測中心

55、里進行了絞車性能測試，結論合格，目前絞車運行正常。</p><p>　?。ㄋ模┲骶嵘芰硕ㄓ嬎悖?lt;/p><p>　　由公式：A= 3600×b×t×pm×k </p><p>　　104×k1×k2×T</p><p>　　3600×330

56、5;16×1×1</p><p>　　= 104×1.2×1.1×50</p><p>　　= 34.8 (萬t/a) </p><p>　　式中：b-年工作日（330d）;</p><p>　　t-日提升時間（16h）;</p>&l

57、t;p>　　p m -每次提升煤炭量（1t/次）; </p><p>　　k-裝滿系數(shù)，立井提升取1;</p><p>　　k1-提升不均勻系數(shù)，井下無緩沖煤倉（1.2）；</p><p>　　k2-提升能力富余系數(shù)（1.1）；</p><p>　　T-提升一次循環(huán)時間，現(xiàn)場實測（50S） </p><p&

58、gt;　　由以上計算，該礦主井提升核定能力為34 萬t/a。上年度為28萬t/a，能力變更主要原因是電控系統(tǒng)改造，更換了高壓換向器，加裝了動力制動，井口井底狀況進行改善，提升循環(huán)由60s縮短為50s 。</p><p><b>　　二、副井提升系統(tǒng)</b></p><p>　　（一）副井提升方式和任務</p><p>　　副井為立井提升，主要用

59、于升降人員及材料。</p><p>　?。ǘ┨嵘龣C主要技術參數(shù)</p><p>　　提升機規(guī)格型號2бM2000/1020纏繞式雙滾筒提升機，井口標高+114.5，井底標高-58，提升高度172米,井筒直徑4.2米。用一臺角移式制動器，絞車為六十年代仿蘇產(chǎn)品，提升容器為一噸單層罐籠，徐州產(chǎn)，有MA標志。楔型連接裝置，提升鋼絲繩直徑為Ø24.5mm，鋼絲繩罐道，電機型號為JR12

60、5-6.功率130KW，電壓380V，串電阻調速，TKD電控系統(tǒng)，保護裝置齊全、可靠，裝有BF-111型防墜器2臺。提升矸石、提升材料和下其他材料一次循環(huán)時間分別為70s、70s、80s。</p><p>　?。ㄈz測結果及結論</p><p>　　2006年4月進行了絞車性能測試，結論合格。</p><p>　?。ㄋ模└本嵘芰硕ㄓ嬎悖?lt;/p>

61、<p>　　5×3600-TR-DTQ</p><p>　　A = 330×3× R M</p><p>　　104（ — TG + — TC）</p><p>　　PG PC</p><p>　　5×3600—3780—5×80&l

62、t;/p><p>　　= 330×3× 0.1 0.26</p><p>　　104（ — ×70 + — ×70）</p><p>　　1.1 0.9</p><p>　　= 51.46 （萬t/a）</p><p>　　式中：

63、TR：每班上下人總時間3780S/班</p><p>　　其中： 實測工人每班下井時間為35min，則升降工人時間為35×1.5=52.5min，升降其他人員時間為52.5×0.2=10.5min，因此每班人員上下井總時間為52.5+10.5=63min=3780s</p><p>　　D：下其它料次數(shù)5次</p><p><b>　　

64、R：出矸率</b></p><p>　　2005年提升矸石22750 車，原煤產(chǎn)量25.5 萬t，則</p><p>　　R = 22750×1.1×100％ = 9.8％</p><p><b>　　255000</b></p><p>　　設計出矸率為10％，實際出矸率為9.8

65、％，故取10％。</p><p>　　PG：每次提矸石重量1.1噸</p><p>　　M：每噸煤用材料比重2.6%</p><p>　　2005年提升各類材料7280車，原煤產(chǎn)量 25.2萬t，</p><p>　　則M = 7280×0.9×100％ = 2.6%</p><p><b&

66、gt;　　255000</b></p><p>　　TG：提矸一次循環(huán)時間70s/次（實測）</p><p>　　TC：提升材料一次循環(huán)時間70s/次（實測）</p><p>　　TQ：下其他材料每次循環(huán)時間80 s/次</p><p>　　PC：每次提升材料重量0.9 t</p><p>　　由以上計算，

67、該礦副井提升核定能力為51萬t/a。上年度為25萬t/a，能力變更主要原因是上下井時間縮短，提升機性能改善。</p><p>　　第四節(jié) 礦井通風系統(tǒng)</p><p><b>　　一、礦井通風概況</b></p><p>　　礦井通風方式為中央并列式，通風方法為抽出式機械通風。兩個進風井筒，一個回風井筒，主井進風1843.9m³/m

68、in、斜井進風777.9 m³/min，副井回風2689.8 m³/min，礦井總需要風量2000 m³/min，實際進風量2621.8 m³/min，有效風量2250.1 m³/min。</p><p>　　2005年度礦井瓦斯等級鑒定報告中, 礦井最大絕對瓦斯涌出量為2.9m³/min，最大相對瓦斯涌出量為5.97m³/t, 目前礦井絕對瓦

69、斯涌出量為2.73m³/min，相對瓦斯涌出量為5.52m³/t，屬低瓦斯礦井。</p><p>　　主扇型號均為K70-NO18型軸流式通風機，一臺工作，一臺備用。主扇排風量為15～75m³/s，負壓范圍50～250mmH2O，風機葉片安裝角400，配套電機兩臺均為JR2355-8型95kw，電壓380V、轉速720r /min。主扇于2004年12月底進行風機性能檢驗，均符合規(guī)定

70、，能滿足礦井通風需要。目前運轉的Ⅱ號主扇抽風量為2968.1 m³/min，風壓490Pa，等積孔2.66m2，通風阻力515 Pa，電流125A，電壓360V，前軸溫19℃，后軸溫22℃。</p><p>　　井下實行分區(qū)通風：東、西區(qū)進風和回風，具有獨立完善的通風系統(tǒng)，不存在串聯(lián)、擴散、老塘通風，東區(qū)進風1326.6 m³/min，回風1368.9 m³/min；西區(qū)進風1295

71、.2 m³/min，回風1320.9 m³/min。用風地點分布情況：東區(qū)1105煤柱工作面、1105輔助巷掘進工作面、11022聯(lián)絡巷掘進工作面，西區(qū)12012回采工作面。其中，1105輔助巷、11022聯(lián)絡巷掘進工作面均8月份開始掘進，局扇及開關安裝符合《規(guī)程》要求，均實現(xiàn)雙風機、雙電源、自動換臺、自動分風、風電和瓦斯電閉鎖，保證其掘進不停風、瓦斯不超限、不違章，1105煤柱工作面與12012工作面為負壓通風，均

72、具備獨立、完善的通風系統(tǒng)。(7月份無掘進工作面)。</p><p><b>　　二、計算過程及結果</b></p><p>　?。ㄒ唬┑V井需要風量計算</p><p>　　1、礦井風量計算原則：</p><p>　　生產(chǎn)礦井需要風量按各采煤、掘進工作面，硐室（獨立通風）及其它巷道等用風地點分別進行計算，包括按規(guī)定配備的備

73、用工作面風量（我礦暫無備用工作面）?，F(xiàn)有通風系統(tǒng)必須保證各用風地點穩(wěn)定可靠供風。</p><p>　　Q礦≥（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ其它）×K礦通</p><p>　　式中：ΣQ采——采煤工作面實際需要風量總和，m³/min</p><p>　　ΣQ掘——掘進工作面實際需要風量總和，m³/min</p><p&

74、gt;　　ΣQ硐——硐室實際需要風量的總和，m³/min</p><p>　　ΣQ其它——其它巷道實際需要風量的總和，m³/min</p><p>　　K礦通——礦井通風系數(shù)，取1.15</p><p>　　2、采煤工作面的需要風量：</p><p>　　回采工作面實際需要風量按瓦斯、二氧化碳涌出量和爆破后的有害氣體產(chǎn)生量

75、以及工作面氣溫、風速和人數(shù)等規(guī)定分別進行計算，取其中最大值。</p><p>　?、?、1105煤柱工作面需要風量</p><p>　　①、低瓦斯礦井的采煤工作面按氣象條件公式計算需要風量，其計算公式為：</p><p>　　Q采1=Q基本×K采高×K采長×K溫=277.2×1.1×1×1=304.9 m&#

76、179;/min</p><p>　　式中：Q采1——采煤工作面需要風量m³/min；</p><p>　　Q基本——工作面所需的基本風量m³/min；</p><p>　　Q基本=60×工作面平均控頂距×工作面采高×工作面有效斷面70%×適宜風速（不小于1.0m/s）</p><p&g

77、t;　　=60×3×2.2×0.7×1=277.2m³/min，</p><p>　　工作面平均控頂距=（最大控頂距+最小控頂距）÷2=（3.6+2.4）÷2=3ｍ，</p><p>　　工作面采高為2.2ｍ；</p><p>　　K采高——回采工作面采高調整系數(shù)取1.1;</p>

78、<p>　　K采長——回采工作面長度調整系數(shù)取1.0;</p><p>　　K溫——回采工作面溫度調整系數(shù)取1.0。</p><p>　　②、按工作面溫度選擇適宜的風速進行計算</p><p>　　Q采2=60×V采×S采=60×0.8×6.6=316.8m³/min</p><p>

79、;　　式中：V采——采煤工作面風速m/s，取0.8</p><p>　　S采——采煤工作面平均斷面積m²，</p><p>　?。?.6+2.4）×2.2÷2=6.6 m²</p><p>　　最大控頂距為3.6ｍ,最小控頂距為2.4ｍ,采高為2.2ｍ;</p><p>　?、邸椿夭晒ぷ髅嫱瑫r工作人數(shù)

80、計算：</p><p>　　Q采3=4×N=4×80=320m³/min</p><p>　　式中：N——工作面同時工作最多人數(shù)取80人。</p><p>　　我礦使用的炸藥為乳化炸藥，故不進行炸藥供風量計算。</p><p>　?、?、經(jīng)計算比較取Q采3作為需要風量，按風速進行驗算：</p><

81、;p>　　15S采<Q采3<240S采</p><p>　　得99<320<1584 m³/min。</p><p>　?、?、12012回采工作面需要風量</p><p>　　①、低瓦斯礦井的采煤工作面按氣象條件公式計算需要風量，其計算公式為：</p><p>　　Q采1=Q基本×K采高

82、15;K采長×K溫=277.2×1.1×1×1=304.9 m³/min</p><p>　　式中：Q采1——采煤工作面需要風量m³/min；</p><p>　　Q基本——工作面所需的基本風量m³/min；</p><p>　　Q基本=60×工作面平均控頂距×工作面采高

83、15;工作面有效斷面70%×適宜風速（不小于1.0m/s）</p><p>　　= 60×3×2.2×0.7×1=277.2m³/min，</p><p>　　工作面平均控頂距=（最大控頂距+最小控頂距）÷2=（3.6+2.4）÷2=3ｍ，</p><p>　　工作面采高為2.2ｍ；&l

84、t;/p><p>　　K采高——回采工作面采高調整系數(shù)取1.1;</p><p>　　K采長——回采工作面長度調整系數(shù)取1.0;</p><p>　　K溫——回采工作面溫度調整系數(shù)取1.0。</p><p>　?、凇垂ぷ髅鏈囟冗x擇適宜的風速進行計算</p><p>　　Q采2=60×V采×S采=60&

85、#215;0.8×6.6=316.8m³/min</p><p>　　式中：V采——采煤工作面風速m/s，取0.8</p><p>　　S采——采煤工作面平均斷面積m²，</p><p>　?。?.6+2.4）×2.2÷2=6.6 m²</p><p>　　最大控頂距為3.6ｍ,最小

86、控頂距為2.4ｍ,采高為2.2ｍ;</p><p>　?、?、按回采工作面同時工作人數(shù)計算：</p><p>　　Q采3=4×N=4×70=280 m³/min</p><p>　　式中：N——工作面同時工作最多人數(shù)取70人。</p><p>　　我礦使用的炸藥為乳化炸藥，故不進行炸藥供風量計算。</p>

87、;<p>　?、?、經(jīng)計算比較取Q采2作為需要風量，按風速進行驗算：</p><p>　　15S采<Q采2<240S采</p><p>　　得99<316.8<1584 m³/min。</p><p>　　井下采煤工作面需要風量：ΣQ采=320+316.8=636.8 m³/min。</p>&l

88、t;p>　　3、掘進工作面的需要風量：</p><p>　　和采煤工作面所需風量的計算方法相同，取其最大值。</p><p>　　⑴、1105輔助巷掘進工作面需要風量</p><p>　?、?、按瓦斯涌出量計算：</p><p>　　Q掘1=100×q掘×K掘通=100×0.4×1.3=52 m&#

89、179;/min</p><p>　　式中:Q掘1——單個掘進工作面需要風量m³/min；</p><p>　　q掘——掘進工作面回風流中平均瓦斯絕對涌出量0.4m³/min；</p><p>　　K掘通——瓦斯涌出不均衡系數(shù),8月份日最大瓦斯絕對涌出量0.4 m³/min，平均日瓦斯絕對涌出量0.3 m³/min，比值取1.

90、3。</p><p>　?、凇淳植客L機實際吸入風量計算：</p><p>　　Q掘2=Q扇×I+15×S=150×1+15×4=210 m³/min</p><p>　　式中：Q扇——局部通風機實際吸入風量m³/min；</p><p>　　I——掘進工作面同時通風的局部通風機臺

91、數(shù)1臺；</p><p>　　S——煤巷斷面積4m²。</p><p>　　③、按掘進工作面同時工作的最多人數(shù)計算：</p><p>　　Q掘3=4×N=4×32=128 m³/min</p><p>　　式中：N——掘進工作面工作最多人數(shù)，取32人。</p><p>　　我礦使

92、用的炸藥為乳化炸藥，故不進行炸藥供風量計算。</p><p>　　④、經(jīng)計算比較取Q掘2為需要風量。按風速進行驗算煤巷掘進風量：</p><p>　　Q掘2>15S掘=15×4 =60 即：210>60 m³/min</p><p>　　式中：S掘——掘進工作面的斷面積，4m²。</p><p&g

93、t;　?、?、11022聯(lián)絡巷掘進工作面需要風量</p><p>　　①、按瓦斯涌出量計算：</p><p>　　Q掘1=100×q掘×K掘通=100×0.4×1.3=52m³/min</p><p>　　式中:Q掘1——單個掘進工作面需要風量m³/min；</p><p>　　q掘—

94、—掘進工作面回風流中瓦斯絕對涌出量0.4m³/min；</p><p>　　K掘通——瓦斯涌出不均衡系數(shù),8月份日最大瓦斯絕對涌出量0.4 m³/min，平均日瓦斯絕對涌出量0.3m³/min，比值取1.3。</p><p>　?、?、按局部通風機實際吸入風量計算：</p><p>　　Q掘2=Q扇×I+15×S=15

95、0×1+15×4=210 m³/min</p><p>　　式中：Q扇——局部通風機實際吸入風量m³/min；</p><p>　　I——掘進工作面同時通風的局部通風機臺數(shù)1臺；</p><p>　　S——煤巷斷面積4m²。</p><p>　?、邸淳蜻M工作面同時工作的最多人數(shù)計算：<

96、/p><p>　　Q掘3=4×N=4×32=128 m³/min</p><p>　　式中：N——掘進工作面工作最多人數(shù)，取32人。</p><p>　　我礦使用的炸藥為乳化炸藥，故不進行炸藥供風量計算。</p><p>　　④、經(jīng)計算比較取Q掘2為需要風量。按風速進行驗算煤巷掘進風量：</p><

97、;p>　　Q掘2>15S掘=15×4 =60 即：210>60 m³/min</p><p>　　式中：S掘——掘進工作面的斷面積，4m²。</p><p>　　井下共有2個掘進工作面，需風量均選擇210 m³/min，掘進工作面需要風量：ΣQ掘=210+210=420 m³/min。</p><

98、;p>　　4、井下硐室需要風量，按礦井各個獨立通風硐室實際需要風量的總和來計算：</p><p>　　ΣQ硐=Q硐1+Q硐2 +Q硐3+Q硐4+ Q硐5+Q硐6+ Q硐7+ Q硐8</p><p>　　=80+60+60+60+60+60+60+60</p><p>　　=500 m³/min</p><p>　　式中：Q硐—

99、—所有獨立通風硐室需要風量總和，m³/min</p><p>　　Q硐1——炸藥庫，m³/min</p><p>　　Q硐2——東1.6m變電所, m³/min</p><p>　　Q硐3——東022泵房， m³/min</p><p>　　Q硐4——東液壓泵站，m³/min</p>

100、;<p>　　Q硐5——西大巷變電所，m³/min</p><p>　　Q硐6——西0.8m變電所，m³/min</p><p>　　Q硐7——西下山泵房，m³/min</p><p>　　Q硐8——西開拓變電所。m³/min</p><p>　　根據(jù)硐室配風原則：爆炸材料庫風量為60～1

101、00 m³/min。由于我礦的爆炸材料庫比較小，距井底較近，瓦斯含量低，通風良好的情況下，選擇風量值為80 m³/min。</p><p>　　機電硐室需要風量按照設備的降溫要求，硐室內(nèi)最高溫度不超過30℃，其它硐室溫度不超過26℃的原則，結合我礦的實際情況，瓦斯?jié)舛炔怀^0.5%的基礎上，風量選擇60 m³/min。</p><p>　　5、其它井巷實際需要

102、風量：</p><p>　?、?、按瓦斯涌出量計算：</p><p>　　Q其1=100×qCH4×Ｋ其它=100×0.4×1.3=52 m³/min</p><p>　　式中:Q其1——西開拓大巷需要風量，m³/min</p><p>　　qCH4——最大瓦斯絕對涌出量，0.4m&#

103、179;/min</p><p>　　K其它——瓦斯涌出不均衡系數(shù)，取1.3。</p><p>　?、?、按風速進行驗算：</p><p>　　Q其1>9×S其1 52>45 m³/min</p><p>　　式中：S其1——西開拓大巷斷面積5m²</p><p>　　西區(qū)

104、開拓屬于臨時排水巷道,瓦斯絕對涌出量較低，按瓦斯涌出量計算該井巷實際需要風量不符合我公司井下實際情況。因西區(qū)開拓排水安裝并使用一臺工作局扇和一臺備用局扇，選取風量為210 m³/min。</p><p>　　6、礦井總需要風量：</p><p>　　Q礦=（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ其它）×K礦通</p><p>　　=（636.8+420+5

105、00+210）×1.15</p><p>　　=1766.8×1.15 </p><p>　　=2031.8 m³/min</p><p>　　式中：Q采——采煤工作面實際需要風量總和，m³/min</p><p>　　Q掘——掘進工作面實際需要風量總和，m³/min</p>&

106、lt;p>　　Q硐——硐室實際需要風量的總和，m³/min</p><p>　　Q其它——其它巷道需要風量的總和，m³/min</p><p>　　K礦通——礦井通風系數(shù)，取1.15</p><p>　?。ǘ┑V井通風能力計算:</p><p><b>　　1、計算公式：</b></p&g

107、t;<p>　　本礦井屬于低瓦斯礦井,年產(chǎn)量低于30萬噸/年。采用總體記算法（公式一）。</p><p><b>　　Q進×330</b></p><p>　　P= ------------------ （萬t/a）</p><p><b>　　q×k×104</b><

108、/p><p>　　式中：P —— 礦井通風能力，萬t/a </p><p>　　Q進—— 礦井總進風量，m³/min </p><p>　　q —— 平均日產(chǎn)一噸煤實際需要風量，(m³/min)/t/a </p><p>　　K —— 礦井通風系數(shù)。</p><p><b>　　2、參數(shù)選?。?/p>

109、</b></p><p>　　根據(jù)8月份礦井測風情況，礦井總進風量Q進為2621.8m³/min</p><p>　　根據(jù)煤礦通風能力核定辦法的要求，計算q值時，首先應對上年度供風量的安全、合理、經(jīng)濟性進行認真分析與評價。對上年度生產(chǎn)能力安排合理性進行必要分析與評價。對串聯(lián)和瓦斯超限等因素掩蓋的噸煤供風量不足要加以修正, 計算應考慮近三年來的變化。取其合理值。<

110、/p><p>　　平均日產(chǎn)一噸煤需要的風量，應根據(jù)礦井上年度年產(chǎn)量和上年度礦井實際需要風量計算確定。上年度礦井總需要風量為2045.7 m³/min，需要風量計算時礦井通風系數(shù)K=1.15，礦井實際需要風量為1778.9 m³/min。上年度實際生產(chǎn)原煤為25.5萬噸。按照平均工作日330天計算，平均日產(chǎn)量為773t，平均日產(chǎn)一噸煤需要的風量為：</p><p>　　q =

111、 778.9/773=2.30(m/min)/t/a</p><p>　　結合我礦實際情況K值取為1.25。</p><p><b>　　3、通風能力計算：</b></p><p>　　Q×330 2621.8×330</p><p>　　P = ————— = ———————

112、 = 30.1萬t/a </p><p>　　q×k×104 2.3×1.25×104</p><p>　　經(jīng)（公式一）計算，礦井通風能力核定為30.1萬t/a。</p><p><b>　　第五節(jié) 供電系統(tǒng)</b></p><p><b>　　一、概況

113、</b></p><p>　　(一)煤礦電源線路情況</p><p>　　公司有李—白、古—白兩趟35KV架空線路，兩回路電源線路均為LGJ—120型，長度分別為2000米和1980米</p><p>　?。ǘ┑孛嬖O35KV變電所占地2500平方米，裝設S9-5000/35主變一臺，另一臺S7—3150/35變壓器備用，裝機容量為3150KW，礦井實際

114、用電負荷為3100KW（含水泥廠負荷），井下最大涌水時的用電負荷1300 KW。</p><p>　?。ㄈ┫戮娎|規(guī)格、回路數(shù)</p><p>　　沿井筒敷設6KV下井電纜三路，主井筒150mm²，180 mm²電纜各一路，副井筒150 mm²電纜一路，均為ZLQ50型鉛包粗鋼絲凱裝電纜，每路長350m。地面變電所各保護裝置定期由供電局校驗整定，運行可靠，能

115、滿足礦井配套生產(chǎn)能力。2005年全礦用電量 1030萬kwh，2005年實際生產(chǎn)原煤 25.5萬t 。</p><p>　　根據(jù)我礦目前現(xiàn)狀，我們決定近期將5000 KVA主變更換為3150KVA正常運行，另一臺3150KVA變壓器備用，所以下面主變?nèi)萘恳?150KVA計算。</p><p><b>　　計算過程及結果</b></p><p>

116、　　（一）電源線路安全載流量及壓降校核</p><p>　　1、 安全載流量校核</p><p>　　全礦計算電流：I = = 56.8（A）</p><p>　　線路 LGJ—120允許載流量：環(huán)境溫度25o時為 380A（查表），考慮環(huán)境溫度400c時溫度校正系數(shù)0.81，則IX= 380×0.81= 307 A ＞I = 56.8 A 。 <

117、/p><p><b>　　2、線路壓降校核</b></p><p>　　LGJ—120線路單位負荷矩時電壓損失百分數(shù)：當cosØ=0.9時為0.0378％/MW.km（查表），則電源線路電壓降為：0.0378％×2×3.1=0.23％＜5％℅</p><p>　　由以上校驗，可知電源線路安全載流量及壓降均符合要求。&l

118、t;/p><p>　?。ǘ┫戮€路安全載流量及壓降校核</p><p><b>　　1、安全載流量校核</b></p><p>　　井下計算負荷電流：Ij= = 156（A）</p><p>　　下井電纜3回，載流量分別為250，250，295A，合計為795A。當一回發(fā)生故障時，其余兩回允許載流量為500A＞156A

119、。</p><p><b>　　2、 電纜壓降校核</b></p><p>　　ZLQ50型3×150電纜單位負荷矩時電壓損失百分數(shù)，當cosØ=0.8時為0.521％/MW.km（查表），則每根電纜線路電壓降為：</p><p>　　= 0.07％＜ 5％。</p><p>　　其中井下負荷為1.3

120、MW，線路長0.35km。</p><p>　　由以上校核可知，下井線路安全載流量及壓降均符合要求，當一回電纜故障時，其余電纜能保證井下全部負荷用電。由于井下中央變電所還需向采區(qū)供電，故下井電纜電壓降應留有一定富余。</p><p><b>　　線路能力計算</b></p><p>　　A = 330 ×16×P/（104W

121、）</p><p>　　=330×16×66130/（104× 40.39）</p><p>　　= 270（萬t/a）</p><p><b>　　p—線路供電容量。</b></p><p>　　當線路允許載流量為380A時，</p><p>　　P = ×

122、;380×35×0.9 = 20732 KW </p><p>　　當線路壓降為5％時，</p><p>　　P = = 66.13（MW）= 66130 KW</p><p>　　即線路允許合理供電容量為20732KW</p><p>　　W為上年度噸煤綜合電耗，W = 1030/25.5 = 40.39（kwh

123、/t）</p><p><b>　　主變壓器能力計算。</b></p><p>　　A = 330×16=330×16</p><p>　　= 37（萬t/a）</p><p>　　式中：S-主變壓器容量，3150kvA</p><p>　　W-上年度噸煤綜合電耗，</p

124、><p>　　ψ-礦井功率因數(shù)，取0.9</p><p>　　由以上校驗和計算，電源線路和下井電纜符合規(guī)程要求根據(jù)線路及變壓器的能力計算,取其較小值確定供電系統(tǒng)核定能力為36萬t/a。上年度為35萬t/a，能力變更主要原因是線路允許合理供電容量變更。</p><p>　　第六節(jié) 井下排水系統(tǒng)</p><p><b>　　一、概況<

125、;/b></p><p>　?。ㄒ唬┑V井排水系統(tǒng)基本情況</p><p>　　由于礦井已報廢,現(xiàn)僅回采煤柱,排水系統(tǒng)較簡單，東區(qū)由下山3臺4時水泵3趟Ø100mm管路排至水平大巷，西區(qū)由4臺4寸水泵4趟Ø100mm管路排至水平大巷，單臺水泵流量為100m³/h，功率為37KW，由大巷排水溝自流至中央泵房水倉，水溝總長度1200米。中央泵房裝有JG10D~