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第三节 井下高压网络的设备选择计算一、井下电力负荷计算注：需用系数法，进行井下电力负荷的各项计算。
计算时应按以下步骤进行。
1、首先要确定井下设置变电站的数目（包括固定和移动变电站）及其每一台变电站的供电范围。
2、井下采区变电站的负荷，可按下式进行计算：1-1-01式中：S——所计算的电力负荷总视在功率；单位（KVA）千伏安∑PN——参加计算的所有用电设备额定功率（不包括备用）之和；单位（KW)千瓦COSφ——参加计算的电力负荷的平均功率因数Kr（Kx）——需用系数，应按以下两种情况选取：第1种情况：各用电设备间无按一定顺序起动的一般机组工作面；按下式计算需用系数：1-1-02各用电设备间有按一定顺序起动的机械化采煤工作面；按下式计算需用系数：1-1-03式中：Ps——最大电动机功率（如机组、运输机、掘进机等）单位（KW）千瓦3、井下井底车场等其它变电站的负荷，仍可按式（1-1-01）进行计算，其所取的各用电设备的需用系数及平均功率因数；查表4、可以较正确计算出电动机功率的用电设备，应取其计算功率。
5、式中：K S——各工作面间的同时系数，当供给二个工作面时，取KS=0.95；当供给三个以上工作面时，取K S=0.90；当一个采区变电所或高压配电点供给三个或更多移动变电站时，取K S=0.65~0.856、井下总负荷的计算。
计算下井电缆截面积时，在井下中央变电所6（10）千伏母线上的负荷，考虑到负荷变化较大的采区与负荷稳定的主排水泵等井下固定设备分别采用同时系数比不分负荷情况采用一个同时系数法计算，可能更接近实际负荷，故在下式中，采用两个同时系数K S1与K S2计算井下总负荷。
1-1-05式中：S S——井下总负荷的视在功率；单位（KVA）千伏安∑S——井下各变电所6（10）千伏母线上的视在功率之和，单位（KVA）千伏安∑P N——井下主排水泵或其他大型固定设备的计算功率，单位：（KW）千瓦COSφ——井下主排水泵或其他大型固定设备的加权平均功率因数K S1——井下各变电所间的同时系数，一般取0.8~0.9K S2——井下主排水泵或其他大型固定设备间的同时系数，0.9~1只有排水设备时取1；有其他固定设备时取0.9~0.95；注：以上公式在计算时，应按复数相加计算，即有效功率和无效功率分别相加后，在求出井下总负荷的视在功率及功率因数。
金沙县玖圆煤矿机电设备整定计算书机电安全质量标准化管理是煤矿企业生产管理、技术管理的重要基础工作，是矿山企业实现文明作业、安全生产的前提，是建设高产高效现代化矿井的重要途径。
矿井机电安全质量标准化以加强企业管理、提高经济效益为总的指导思想，以质量达标准、安全创水平为目标。
为了便于将机电安全质量标准化的要求落实到煤矿各生产环节、各作业网点、各机电岗位工种，该机电设备整定计算书以《标准及考核评级办法》为依据，同时结合有关法律、法规、规程、规范编写而成。
接地整定（采用2011《煤矿安全规程》):第484条所有电气设备的保护接地装置（包括电缆的铠装、铅皮、接地芯线）和局部接地装置，应与主接地极连接成1个总接地网。
主接地极应在主、副水仓各埋设1块。
主接地极应用耐腐蚀的钢板制成，其面积不得小于、厚度不得小于5mm。
在钻孔中敷设的电缆不能与主接地极连接时，应单独形成一分区接地网，其接地电阻值不得超过2Ω。
第485条下列地点应装设局部接地极：（一）采区变电所（包括移动变电站和移动变压器）。
（二）装有电气设备的硐室和单独装设的高压电气设备。
（三）低压配电点或装有3台以上电气设备的地点。
（四）无低压配电点的采煤机工作面的运输巷、回风巷、集中运输巷（胶带运输巷）以及由变电所单独供电的掘进工作面，至少应分别设置1个局部接地极。
（五）连接高压动力电缆的金属连接装置。
局部接地极可设置于巷道水沟内或其他就近的潮湿处。
设置在水沟中的局部接地极应用面积不小于、厚度不小于3mm的钢板或具有同等有效面积的钢管制成，并应平放于水沟深处。
设置在其他地点的局部接地极，可用直径不小于35mm、长度不小于的钢管制成，管上应至少钻20个直径不小于5mm的透孔，并垂直全部埋入底板；也可用直径不小于22mm、长度为1m的2根钢管制成，每根管上应钻10个直径不小于5mm的透孔，2根钢管相距不得小于5m，并联后垂直埋入底板，垂直埋深不得小于。
第486条连接主接地极的接地母线，应采用截面不小于50mm2的铜线，或截面不小于100mm2的镀锌铁线，或厚度不小于4mm、截面不小于100mm2的扁钢。
——变压器二次侧所有电机的额定电流之和， A。
2）过流（速断）保护：——最大一台电机的额定起动电流， A ；——变压器二次侧所有电机的额定电流之和， A；灵敏系数、 3300 V 控制开关电流保护的整定计算 1）过载保护：e 2）过流速断保护：十一、熔断器熔体额定电流的选择计算 1、 1200V 及以下的电网中，熔体额定电流可按下列规定选择 1）对保护电缆干线的装置，按公式（10-1）选择：（10-1） I R ——熔体额定电流， A ； I eq ——容量最大的电动机的额定起动电流，对于有数台电动机同时起动的工作机械，若其总功率大于单台起动的容量最大的电动机功率时，I eq 则为这几台同时启动的电动机的额定启动电流之和， A；——其余电动机的额定电流之和； 1.8 ~ 2.5 ——当容量最大的电动机启用时，保证熔体不熔化系数，对于不经常起动和轻载起动的可取 2.5;对于频繁起动和带负载起动的可取 1.8～2。
（注：如果电动机起动时电压损失较大，则起动电流比额定起动电流小得多，其所取的不熔化系数比上述数值可略大一些，但不能将熔体的额定电流取的太小，以免在正常工作中由于起动电流过大而烧坏熔体，导致单相运转。
） 2）对保护电缆支线的装置按公式（10-2）选择： 5 ~ 2.5 的含义和采用数值同公式（10-1）。
（10-2）式中 I eq 、 I R 及系数 1.8 3）对保护照明负荷的装置，按公式（10-3）选择：（10-3） I e ——照明负荷的额定电流， A 。
选用熔体的额定电流应接近于计算值。
4）选用的熔体，应按公式（10-4）进行校验：（10-4） ( 2 Id ——被保护电缆干线或支线距变压器最远点的两相短路电流值，A ； 4 ~ 7 ——为保证熔体及时熔断的系数，当电压为 1140V、660V、380V，熔体额定电流为 100A 及以下时，系数取 7；电流为 125A 时，系数取 6.4；电流为160A 时，系数取 5；电流为 200A 时，系数取 4；当电压为 127V 时，不论熔体额定电流大小，系数一律取 4。
低压开关整定计算原则1、馈电开关保护(电子式)计算 （1）、过载值计算：I e =1.15×∑P (2)、短路值整定计算：I d ≥I Q e+Kx ∑Ie(3)效验：K=d(2)Isc ≥1.5式中：I Z ----过载电流整定值∑P---所有电动机额定功率之和I d ---短路保护的电流整定值I Q e---容量最大的电动机的额定启动电流 Kx---需用系数，取1∑I e ---其余电动机的额定电流之和Isc (2)---被保护电缆干线或支线距变压器最远点的两相短路电流值1.5---保护装置的可靠动作系数两相短路电流查表计算方法供电系统图上要在距离馈电开关每个负荷侧分支线路的最远端标出两相短路电流，用来计算馈电开关短路保护可靠性系数。
馈电开关短路整定值Iz 、馈电开关负荷侧最远端两相短路电流)2(dI要满足)2(dI /Iz ≥1.5，若不满足条件，要采取措施进行整改。
两相短路电流查表计算方法：1、对从移变低压侧至每个馈电开关的负荷侧最远端所有电缆进行长度折算，比如：共有电缆四根，规格型号分别为：①3×70+1×25mm2-400m；②3×50+1×25mm2-200m③3×35+1×16mm2-200m④3×25+1×10mm2-80m。
⑴对①3×70+1×25mm2-400m进行折算，3×70+1×25mm2 电缆折算系数为0.73，400×0.73=192m。
⑵对②3×50+1×25mm2-200m进行折算，3×70+1×25mm2 电缆折算系数为1.0，200×1.0=200m。
⑶对③3×35+1×16mm2-200m进行折算，3×35+1×16mm2 电缆折算系数为1.37，200×1.37=274m。
采煤机选型计算公式在煤矿生产中，采煤机是一种重要的设备，它的选型对煤矿生产的效率和质量有着重要的影响。
采煤机的选型需要考虑到煤矿的地质条件、煤层的性质以及生产的要求等多个因素。
为了更科学地进行采煤机的选型，可以通过一定的计算公式来进行评估和选择。
一、采煤机选型的基本原则。
在进行采煤机选型时，需要遵循一些基本原则，以确保选型的科学性和合理性。
首先，需要根据煤层的性质和地质条件来确定采煤机的类型和规格。
其次，需要考虑到生产的要求和效率，选择合适的采煤机型号。
最后，还需要考虑到设备的可靠性和维护成本，选择具有良好性能和可靠性的采煤机。
二、采煤机选型计算公式。
1. 采煤机功率的计算公式。
采煤机的功率是选型的重要参数之一，它直接影响到采煤机的工作效率和能耗。
采煤机的功率可以通过以下公式进行计算：P = F × v。
其中，P为采煤机的功率（kW），F为采煤机的推进力（N），v为采煤机的推进速度（m/s）。
2. 采煤机的生产能力计算公式。
采煤机的生产能力是指单位时间内采煤机能够采煤的量，它是评价采煤机性能的重要指标。
采煤机的生产能力可以通过以下公式进行计算：Q = A × V。
其中，Q为采煤机的生产能力（t/h），A为采煤机的工作面积（m2），V为采煤机的工作速度（m/h）。
3. 采煤机的选型参数计算公式。
在进行采煤机选型时，还需要考虑到一些其他参数，如采煤机的尺寸、重量、转向半径等。
这些参数可以通过以下公式进行计算：S = L × W。
其中，S为采煤机的尺寸（m2），L为采煤机的长度（m），W为采煤机的宽度（m）。
M = ρ× V。
其中，M为采煤机的重量（t），ρ为采煤机的密度（t/m3），V为采煤机的体积（m3）。
R = L / 2。
其中，R为采煤机的转向半径（m），L为采煤机的长度（m）。
三、采煤机选型计算实例。
以某煤矿为例，假设煤层的性质为硬煤，地质条件较好，要求采煤机的生产能力为1000t/h，推进速度为5m/s，工作面积为200m2，密度为2t/m3，长度为10m，宽度为5m。
煤矿采煤机选型计算一、采煤机选型计算1、采煤机平均生产能力用下式计算：60(2)31440()S m f f f dA L L L Q C H L t AK CL H BH γ++=+-式中：Q—采煤机平均生产能力，t/h ； A—工作面日产量，2727t/d ； B—采煤机滚筒截深，0.63m ； C—采煤机割煤采出率，取95%； L—工作面长度，取135m ； L S —采煤机开缺口行程，30m ； L m —采煤机两滚筒中心距，取15m ； K—采煤机开机率，取50%； H—采煤机割煤高度，2.5m ； H f —放顶煤高度，平均取3.73m ； L f —工作面放顶煤长度，取125m ； C f —顶煤的采出率，取85%； γ—煤的视密度，1.40t/m 3； t d —采煤机的反向时间，取5.0min 。
=⨯⨯⨯⨯-⨯⨯+⨯⨯⨯+⨯+⨯⨯=4.15.263.0272753)5.212573.385.013595.0(0.54401)15302531(272760Q 182.8(t/h)2、采煤机的平均割煤速度根据采煤机的平均生产能力计算采煤机的平均割煤速度，公式如下：式中：V c —采煤机平均割煤速度，m/min ，其它参数意义同前。
γBH Q V C 60=1.381.402.50.6360182.8Vc =⨯⨯⨯=(m/min)3、采煤机最大生产能力Q max =K C ·Q式中：Q max —采煤机最大生产能力，t/h ； K C —采煤机割煤不均衡系数，取1.3。
Q max =1.3×182.8=237.6（t/h ） 4、采煤机最大割煤速度V max =K C ·V C式中：V max —采煤机最大割煤速度，m/min 。
V max =1.3×1.38=1.79(m/min)5、采煤机切割功率采煤机切割功率按下列经验公式计算：N=60B·H·V max ·H W /3.6式中：N—采煤机切割功率，kW ； B—采煤机的截深，取0.63m ； H—采煤机切割高度，2.5m ；V max —采煤机最大割煤速度，1.79m/min ；H w —采煤机能耗系数，取值为2.5~3.0（kW*h ）/t ； N ＝60B·H·V max ·HW/3.6＝60×0.63×2.5×1.79×3÷3.6=141（kW ）根据上述计算，选用 MG300/730-WD 型交流电牵引采煤机，能够满足生产能力的要求，其主要参数见下表。
绞车选型计算1、初选绞车根据L=480米和串连3辆1吨矿车结合《新编煤矿常用机械设备选型设计手册》结合我矿井下巷道实际条件初步选定为：GKT1.2×1—30型绞车，该绞车的技术特征为：钢丝绳最大静张力为3000公斤力，钢丝绳的速度为1.5，2米/秒，电机功率N=55KW，若取V=1.5米/秒，则V C=0.9*1.5=1.35米/秒，V，=0.5*1.5=0.75米/秒。
2、计算2辆一车组的每小时提升量n=（2L/V C+4L弯/ V，+T0）÷（3.6G/Q-4L车/ V，）2=[（2*480）/1.35+（4*30）/0.75+90]÷[（3.6*800）/Q-（4*2.0）/0.75]Q=3600/392=9.2吨/小时其中n取2辆，G载重1000公斤，L车为2米，L弯为30米G0矿车自重700公斤，甩车时间T0=90秒3、根据1吨矿车钢丝绳最大牵引力P C为G+G0+T钢丝绳=1000*2+700*2+1.429*480=4115公斤力，矿车阻力系数ω，取0.006n≤P C÷[（G+G0）（Sinβ+ω，Cosβ）]2≤4115÷[（1000+700）（Sin25°+ω，Cos25°）]2≤4115÷[1700（0.423+0.006*0.91）]2≤4115÷7292≤5.6∵2小于5.6∴连接器强度满足要求故该绞车选型合适。
4、选择钢丝绳L K=480+30=510米ωK，取钢丝绳部分在托绳轮上时阻力系数为0.35σ为钢丝绳拉断应力，一般取130000000公斤力/米2r0为钢丝绳假定重量，一般取10000公斤力/米3k为运料时的安全系数，一般取6.5V速度取该绞车最大速度2米/秒ηM绞车的机械效率一般取0.85P=[n(G+G0)( Sinβ+ω，Cosβ)]÷[σ/k r0- L K（ωK，Cosβ+ Sinβ）]=[2（1000+700）（Sin25°+0.006Cos25°）] ÷[130000000/6.5*10000-510（0.35* Cos25°+ Sin25°）] =1475÷1622.6=0.9公斤力/米则钢丝绳的单位长度重量为0.9公斤力/米根据计算结果，查钢丝绳规格表，选择钢丝绳的直径应该是d k=20毫米[绳6*19，股（1+6+12），绳纤维芯，单位长度绳自重1.429公斤力/米，钢丝破断拉力总和Q Z=20741公斤力]∵1.429公斤力/米＞0.9公斤力/米∴与该台绞车钢丝绳规格相符和。
带式输送机选型计算举例带式输送机计算几率较多，内容比较繁琐，故举例说明。
其计算方法参照《矿山固定设备使用手册》第五篇进行，具体步骤如下。
[例] 某煤矿水平大巷欲采用钢绳芯带式输送机作为主运输。
原煤粒度0～300mm ，堆积密度ρ=900kg/m ³，静堆积角α=45º；要求输送能力Q =600t/h ，输送机铺设长度L =700m 。
试对其进行计算。
图5—26 输送机张力计算简图解：（一）确定设计参数：1、选择设计参数考虑该矿井已有钢绳芯带式输送机在使用中，选取带宽B =1000mm ；带速=2.0m/s(见图5—26)；上托辊间距α0=1200mm ；下托辊间距αU =3000mm ；托辊槽角λ=35º；托辊辊径133mm ；导料槽长度4000mm ；输送带上胶厚4.5mm ；下胶厚1.5mm ；托辊前倾1º23¹。
2、核算输送能力由下面公式知：Q =3.6S vk ρ由α=45º可以得知θ=25°、S =0.1227m 2。
根据δ=3º16¹36″，查有关手册得κ=1.Q =3.6×0.1227×2×1×900=795 t/h > 600 t/h ，满足要求。
3、根据原煤粒度核算输送带带宽由此可知B =1000mm 带宽可满足粒度要求。
（二）计算圆周驱动力和传动功率1、主要阻力F H =fLg [q RO + q RU +(2q B +qG ) cos δ]取f =0.03 (多尘、潮湿)查得 G 1=18.9kg ;G 2=16.09kg ; 则m kg m kg q /75.15/2.19.18RO == m /kg 36.5m /kg 309.16RU ==q所以：m /kg 3.83m /kg 26.3600m /kg 6.3G =⨯==υQ q 已知q B =13kg/m 则 F H =0.03×700×9.81[15.75+5.36+(2×13+83.3)]=26865.8 N2、主要特种阻力F s1F s1=F ε+F GlF ε=C ε·μ0·L n ·(q B +qG ) ·g·cos δ·sin ε=0.43×0.3×700×(13+83.3)×9.81×cos 0°×sin1°23′=1831.2N经计算得导料槽拦板间摩擦阻力F Gl =570 N ；则 F S1=1831.2+570=2401.2 N3、附加特种阻力F S2=n 3·F r+F aF r =A ·P ·μ3查得A=0.01，取P =10×104,μ3为0.6,则F r =0.01×190×104×0.6 =600NF a =0 F S2=5×F r =5×600 =3000 N式中，n 3=5,包括2个清扫器和2个空段清扫器（1个空段清扫器相当于1.5个清扫器）。
皮带机电机功率的简便校验及实例分析一、皮带机电机功率校验所涉及的主要计算公式：1、电机功率计算公式：电机功率=（0.85*0.9*圆周驱动力*带速）/10002、圆周驱动力计算公式：公式一：圆周驱动力=2*主要阻力+附加阻力+特种主要阻力+特种附加阻力+倾斜阻力（该公式适用于输送机小于80m的条件下）公式二：圆周驱动力=系数*主要阻力+附加阻力+特种主要阻力+特种附加阻力+倾斜阻力（该公式适用于输送机大于或等于80m的条件下，系数取值参考表一）3、主要阻力计算公式：主要阻力=0.03*输送机长度（即头尾滚筒中心距）*9.81*[上托辊质量/上托辊间距+下托辊质量/下托辊间距+2*每米长度输送带质量+皮带小时输送料量/（3.6*带速）]。
其中：上、下托辊质量数值的选取，可参考表二。
每米长度输送带质量的选取，可参考表三。
注：（1）、该表为上、下胶面厚度分别小于6mm、1.5mm条件下的质量取值，当上、下胶面厚度大于或等于6mm、1.5mm时，每米长度输送带质量需要乘以1.13系数。
（2）对于棉帆布带和尼龙芯带的每米长度输送带质量，为了简便，按上、下胶面厚度分别为4.5mm、1.5mm考虑，选取相应数值。
3、附加阻力计算公式：附加阻力=1.15*（皮带小时输送料量*带速）4、主要特种阻力计算公式：主要特种阻力=0.4*槽型系数*输送机长度*[每米长度输送带质量+皮带小时输送料量/（3.6*带速）]*9.81*0.026其中：槽型系数的选取，30°槽角时取0.4；35°槽角时取0.43；40°槽角时为0.5。
5、附加特种阻力计算公式：附加特种阻力=1470*清扫器个数+带宽（米）*15006、倾斜阻力计算公式：倾斜阻力=9.81*物料提升高度（米）*皮带小时输送料量/（3.6*带速）二、具体校验实例：以某干选皮带的电机功率校验为例。
根据某矿皮带长度为96米，据此可计算输送机长度（即头尾滚筒中心距）为：96÷2=48米。
矿井机电常用计算实例实例一、水泵选型计算（一）水泵选择基本参数正常涌水量qZ =5.81m3/min，正常涌水期rz =320(d)；最大涌水量qmax=9.12m3/min，最大涌水期rmax =45(d)；井身垂高：Hg=170.5m；井身倾角：α= 24°矿水中性，密度ρ=1020 kg/m3；属低沼气矿井；矿井电压6000V；矿井年产量130万t。
（二）水泵选型1、水泵选型依据《煤矿安全规程》第二百七十八条规定，主要排水设备应符合下列要求：水泵：必须有工作、备用和检修水泵。
工作水泵的能力，应能在20h内排水矿井24h的正常涌水量，(包括充填水及其他用水)。
备用水泵的能力应不小于工作水泵能力的70%，工作和备用水泵的总能力，应能在20h内排出矿井24h的最大涌水量。
检修水泵的能力应不小于工作水泵能力的25%。
配电设备：应同工作、备用以及检修水泵相适应，并能同时开动工作和备用水泵。
2、水泵的选型计算正常涌水时期，水泵必需的排水能力QB ≥qz =1.2×5.81＝6.97m3/min=418.2m3/h最大涌水时期，水泵必需的排水能力Qmax ≥qmax =1.2×9.12＝10.94（m3/min）=656.4 (m3/h)水泵必须的扬程HB＝Hc(1+ )=175.5×(1.25～1.30)＝219.38～228.15（m）式中：Hc = Hg+(车场与最低吸水水面标高差)+(排水管出口高出上一水平的高度)= 170.5+4+1=175.5(m)；α－井筒倾角，24°；0.1～0.12－扬程损失系数。
3、初选水泵根据涌水量QB和排水高度HB，自产品目录查得符合要求的水泵有下列几种：3-1耐磨性好，且扬程比较接近，初选水泵型号为MD500－57×4，水泵的额定流量Qe=500 m3/h，额定扬程He=228m，额定效率81%，其型号的意义：该水泵为上海第一水泵厂生产的耐磨型矿用排水泵，不仅效率高，汽蚀性能好，运行平稳可靠，而且采用合金耐磨铸铁材料，适用煤矿输送固体颗粒含量不大于1.5%，粒度小于0.5mm 的矿井水。
水泵特性曲线图如3-1所示。
3-1 MD500－57×4水泵特征曲线图4、水泵稳定性校验为保证水泵工作稳定性，应符合0.9H0≥HC，其中，H0为水泵零流量时的扬程。
自特征曲线图查得，H0=284m，0.9H0=255.6m≥HC=175.5m满足稳定条件0.9H0≥HC的要求，检验合格。
水泵扬程校验需要水泵总扬程为：H＝170+5.5+10.127＝185.627 （m）考虑后期水泵磨损使扬程降低，管内壁结垢使阻力增大，所以所选水泵扬程应比计算值大5～8％；即：H泵=（1＋8％）×H＝1.08×185.627＝200.48m水泵的扬程为：57×4=228（m）＞200.48（m）所以水泵MD500－57×4的扬程符合要求。
5、确定水泵台数根据《煤矿安全规程》第二百七十八条规定：水泵必须有工作、备用和检修水泵。
工作水泵的能力，应能在20h内排水矿井24h的正常涌水量，(包括充填水及其他用水)。
备用水泵的能力应不小于工作水泵能力的70%，工作和备用水泵的总能力，应能在20h内排出矿井24h的最大涌水量。
检修水泵的能力应不小于工作水泵能力的25%。
比较QB、Qmax、Qe可知，正常涌水时期需要水泵的台数：n1= ==0.84 ≈1(台)最大涌水期需要投入工作水泵台数n1+ n2 = ==1.31 ≈2(台)除些之外还需要一台检修水泵。
即工作水泵台数n1=1，备用水泵台数n2=1，检修水泵台数n3=1，共计三台水泵。
（三）确定管路趟数、计算管径1、管路趟数确定1.1管路选择依据《煤矿安全规程》第二百七十八条规定：水管：必须有工作和备用的水管。
工作水管的能力应能配合工作水泵在20h内排出矿井24h 的正常涌水量。
工作和备用水管的总能力，应能配合工作和备用水泵在20h内排出矿井24h 的最大涌水量。
1.2确定管路趟数正常涌水时期一台泵工作，最大涌水时期两台泵工作，另外一台水泵作为备用检修水泵。
根据各涌水期投入工作的水泵台数，选用两趟排水管路，正常涌水期时可任意使用一趟排水管工作，另一趟备用，最大涌水期时，两管同时排水，单泵单管工作。
2、计算管径选择管材2.1必需的管内径按照一泵一管工作方式选择管径。
经济流速选VP =2.2m/s。
（1）排水管径：dp == =0.284 (m)自《五金手册》中，选取相近的标准管径，初选管径为Φ299与Φ325无缝钢管，两者对比确定。
（2）吸水管径：吸水管内径通常比排水管内径大25mm，以降低流速，减少损失，取得较大的吸水高度。
dx1 = dp1 + 25×10-3=0. 299+25×10-3= 0.309 (m)dx2 = dp2 + 25×10-3= 0.325+25×10-3= 0.350 (m)自《五金手册》中，选取相近的标准管径，初选管径为Φ325与Φ351无缝钢管，两者对比确定。
2.2 选择管材选择管材主要依据管路将要承受水压的大小，为保证管路的安全性，选择无缝钢管。
必需的厚度包括两部分，一部分为承压厚度，另一部分考虑到运输和其它原因形成的表面损伤需必须事先增加的厚度。
管壁必须的厚度：δ= 0.5 dp C= 0.5×27.5×=0.4783（cm）式中：dp－标准管内径cm；σ－为许用应力，查《五金手册》得无缝钢管许用应力σ＝800 kg/cm2；P－为管内液体压强，作为估算P= 0.11HP kg/cm2，HP为排水高度；C－为附加壁厚，无缝钢取C＝0.2 cm；《五金手册》中Φ299、Φ325、Φ351无缝钢管，最小壁厚为0.8cm，大于管子必须厚度0.4783cm，符合要求。
排水管分别选取Φ299×8和Φ325×8两种壁厚的无缝钢管，计算对比后确定一种。
吸水管选取Φ325×8和Φ351×8两种壁厚的无缝钢管，计算对比后确定一种。
选取Φ299×8每米重57.41kg，Φ325×8每米重57.41kg，Φ351×8每米重57.41kg。
采用三泵两管管路系统，从-920m至-750m，每趟管子约450m，共计900m。
（四）计算管路特性1、管路特性方程管路特性方程可写成H＝Hc＋KRTQ2 (m)式中：HC－排水高度175.5mRT－管路阻力损失系数s2/m5Q－通过管路的流量m3/sK－管内径变化而引起阻力损失变化的系数，对于新管K=1，对于管内挂污管径缩小10%的旧管K=1.7分别按两种方案计算管路特性方程，方案二为吸水管为Φ351×8，长度8m；排水管为Φ325×8，长度450m计算。
最后分别绘制出管路特性曲线，对比后确定最佳方案。
2、方案一按吸水管为Φ325×8，长度8m，排水管为Φ299×8，长度450m计算管路特性方程；2.1 计算沿程阻力系数根据舍维列夫公式，吸水管、排水管的沿程阻力系数分别为：λx = == 0.0299λp = == 0.0307式中：dx－吸水管内径mdp－排水管内径m2.2 局部阻力损失系数（1）吸水管路局部阻力：无底阀滤水网一个，一个90°弯头，渐缩管一个，阻力损失系数查手册可得出，统计表如6-1所示；（2）排水管路局部阻力：闸阀一个，逆止阀一个，电动闸阀一个，90°弯头二个，焊缝70个，阻力损失系数查手册可得出，统计表如6-2所示。
= 3 + 0.206 + 0.1= 3.306排水管局部阻力损失系数统计表= 0.5×2+ 0.206×2 + 7.5 + 2.0×2 + 1.0×2+0.03×70= 17.0122.3 管路特性方程（1）根据阻力损失系数公式：RT = (s2/m5)式中：ldx = == 34 (m)ldp = == 166 (m)RT == 0.260 ×= 2826.07 (s2/m5)则管路特性方程式：H＝HC＋KRTQ2＝175.5＋2826.07 Q2，其中Q以单位(m3/s)计；Q以单位(m3/h)计:H＝175.5＋Q2＝175.5＋2.18×10-4Q22.4 确定工况点（1）绘制管路特性曲线参照水泵的流量范围，选取十个流量值，代入管路特征方程分别算出排水所需扬程，列表如下：将以上各点绘在MD500－57×4型水泵特性曲线图上，连接起来即得到管路特性曲线，它与泵扬程特性曲线的交点即为工况点，工况点所标各参数值即为水泵预计的工况参数值。
工况点分别作垂线与各效率、吸水真空度曲线、功率曲线可得到其流量、扬程、轴功率、效率和允许吸上真空度。
分别Q、H、N、η、HS表示，如下图所示：水泵工况图（2）确定工况点从水泵工况图中可以看出，工况点为K点，于工况点K点分别作垂线与各曲线的交点，即为相应的扬程、效率、轴功率、允许吸上真空度，对应的参数如下表：（3）验算排水时间根据工况点的流量，验算正常涌水1台工作水泵一条管路配合时和最大涌水时期两台工作水泵分别和两条管路单泵单管配合时，每昼夜必须的排水时间分别为：Tz ＝＝＝16.57（h）Tmax ＝＝＝13.0（h）式中：Qk－工况点的流量m3/h无论正常涌水期和最大涌水期，每昼夜的排水时间均不超过20小时，符合《煤矿安全规程》的规定。
（4）验算管路流体流速排水管流速校验MD500－57×4与Φ299×8无缝钢管配合排水工作时，实际流速为：V === 2.23（m/s）排水管路中流体流速经济流速范围为1.5～2.2m/s，不符合经济性要求。
3、方案二按吸水管为Φ351×8，长度8m，排水管为Φ325×8，长度450m计算管路特性方程；3.1 计算沿程阻力系数根据舍维列夫公式，吸水管、排水管的沿程阻力系数分别为：λx = == 0.0292λp = == 0.02993.2 局部阻力损失系数（1）吸水管路局部阻力：无底阀滤水网一个，一个90°弯头，渐缩管一个，阻力损失系数查手册可得出，统计表如6-4所示；（2）排水管路局部阻力：闸阀一个，逆止阀一个，电动闸阀一个，90°弯头二个，焊缝70个，阻力损失系数查手册可得出，统计表如6-5所示。
吸水管局部阻力损失系数统计表= 3.306排水管局部阻力损失系数统计表= 0.5×2+ 0.206×2 + 7.5 + 2.0×2 + 1.0×2+0.03×70= 17.0123.3 管路特性方程（1）根据阻力损失系数公式：RT = (s2/m5)式中：ldx = == 35.0 (m)ldp = == 201.8 (m)RT == 0.260 ×= 1876.11 (s2/m5)（2）则管路特性方程式：H＝HC＋KRTQ2＝175.5＋1876.11 Q2，其中Q以单位(m3/s)计；Q以单位(m3/h)计：H＝175.5＋Q2＝175.5＋1.45×10-4Q23.4 确定工况点（1）绘制管路特性曲线参照水泵的流量范围，选取十个流量值，代入管路特征方程分别算出排水所需扬程，列表如下：与泵扬程特性曲线的交点即为工况点，工况点所标各参数值即为水泵预计的工况参数值。
