当前位置：文档之家 › Xx矿主要系统能力校验

Xx矿主要系统能力校验

  • 格式：docx
  • 大小：76.29 KB
  • 文档页数：18

XX煤矿 主要系统能力校验

单位：XX煤矿 日期：2018年1月 主 要 系 统 能 力 校 验 书

编制： 审核： 机电科长： 机电副总： 分管矿长： 总工程师： 一、提升系统能力计算 1、主井生产能力计算

Tkk10kPtb3600A214M（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，16h或18h，按第十一条规定选取； PM—每次提升煤炭量，t/次； k—装满系数。立井提升取1.0；当为斜井串车或箕斗提升时，倾角20°及以下取0.95，20°~25°取0.9，25°以上取0.8； k1—提升不均匀系数。井下有缓冲仓时取1.1，无缓冲仓时取 1.2； K2—提升设备能力富余系数，取1.1~1.2； T—提升一次循环时间，s/次。 每次提升煤量（吨/次）PM=4.5 每提升一次循环时间（秒/次）T=90 无缓冲仓，提升不均匀系数k1=1.2 提升设备能力富余系数K2=1.1 主井日提升时间取t=20小时 A=3600×330×18×4.5×1.0/104/1.2/1.1/90=81万吨/年 2、副井生产能力核定 （一） 副井提升系统能力是指从副井底到达地面的提升系统的能力； （二）副井提升能力按年工作日330d、三班作业、班最大提升时间6.5h计算。 副井提升能力核定按下式计算： A= 330×3)TPMTPR(10TD-T-36006.5CCGG4QR（万t/a）

式中：A—副井提升能力，万t/a； R—出矸率（矸石与产量的重量比），%； PG—每次提矸石重量，t/次； TG—提矸一次循环时间，s/次； M—吨煤用材料比重，% ； PC—每次提升材料重量，t/次； TC—每次提升材料循环时间，s/次； D—下其他材料次数，每班按5~10次计（指下炸药、设备、长材等）； TQ—下其他材料每次循环时间，s/次； TR—每班人员上下井总时间，s/班。 计算人员上下井所需时间应符合以下规定： 1．工人每班下井时间，取实测最大值。 2．升降工人时间为工人下井时间的1.5倍；有综采工作面的矿井为1.6~1.8倍（全部为综采的取大值）；升降其他人员时间为升降工人时间的20%。 出矸率（矸石与产量的重量比）R=0.26 每次提矸石重量，t/次；PG=2×0.9×1.1×1.8=3.56t/次，矿车容积为1.1m³，矸石松散密度取1.8t/m³ 提矸一次循环时间TG=180s/次 吨煤用材料比重M=1.29 每次提升材料重量PC=1t/次 每次提升材料循环时间TC=156.4s/次 下其他材料次数D=2次/班 下其他材料每次循环时间TQ=180.3s/次 每班人员上下井总时间TR=1.6×120×60+120×0.2×60=12960/班，升降工人下井时间为120min，有综采取1.6倍，升降其他人员时间为工人下井时间的0.2倍 副井提升核定能力（万吨/年） A=330×3（6.5×3600-12960-2×180.3）/104（0.26×180/3.56+1.29×156.4/1）=6.87万吨/年 综上所述，XX矿提升能力为81+6.87=87.87万吨/年 二、井下排水系统能力核定 一、概况 矿井排水方式由九采区泵房及七采区泵房排至中央泵房，最后由中央泵房排至地面矿井水处理站。 1、中央泵房概况：矿井正常涌水量250m³/h,最大涌水量670m³/h，现实际正常涌水量为170-175m³/h，最大涌水量239m³/h。水仓为内外水仓，全长353m，内环152m，外环201m，净断面6.7m²，总容量2400m³，大于矿井8小时正常涌水量2000m³。选用3台MD500-57*6型离心泵，额定扬程342m，流量500m³/h，正常涌水时一台工作，一台备用，一台检修，最大涌水时，两台工作，配套电机为YBJC4503-4/710kW,吸水管采用D325*8无缝钢管，排水管采用D273*8无缝钢管，吸水高度为3m,排水高度276.6m。 控制方式：操作台集中控制/电控箱就地控制两种控制方式，未实现远程监测监控和自动化控制。 2、七采泵房概况：七采正常涌水量58m³/h。水仓为内外水仓,总容量810m³，大于七采区8小时正常涌水量464m³。选用2台MD280-43*4型离心泵，额定扬程172m，流量280m³/h，正常涌水时一台工作，一台备用，最大涌水时，两台工作，配套电机为YB-315L2-4/200kW,吸水管采用DN245*7无缝钢管，排水管采用DN219*8无缝钢管，吸水高度为3.2m,排水高度120m。 控制方式：就地操作，手动闸阀，未实现自动化控制。 3、九采泵房概况：九采区正常涌水量3.5m³/h。水仓为内外水仓，总容量1468m³，大于九采区8小时正常涌水量28m³。选用3台MD280-43*6型离心泵，额定扬程258m，流量280m³/h，正常涌水时一台工作，一台备用，一台检修，最大涌水时，两台工作，配套电机为YB2-4002-4/355kW,吸水管采用D325*8无缝钢管，排水管采用D273*8无缝钢管，吸水高度为4.5m,排水高度160m。 控制方式：就地操作，电动闸阀控制，未实现自动化控制。 二、计算过程及结果 ㈠计算过程 副井井口标高： +42m 矿井水处理站标高： +43m -235水平水泵型号：MD500-57×6三台 额定排水量：500m3/h 额定扬程：342m 排水管路：两趟Φ273×8 （1）计算条件 矿井正常涌水量226m3/h,最大涌水量339m3/h。矿井实际涌水量63m3/h，实际最大涌水量123.6m3/h。矿井设内、外水仓，水仓总容量为2400m3，17年水泵技术测定三台水泵小时排水量分别544.2m3/h，553.4m3/h，540m3/h。 （2）校验水泵能否在20h内排出24h的正常涌水量 地质报告提供的正常涌水量和最大涌水量均大于矿井的实际涌水量，故取其较大值即Qn=226 m3/h 及Qm=339m3/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：540×20=10800(m3) 正常涌水时，24h的涌水量：226×24=5424(m3)＜10800 (m3) 最大涌水时2台泵工作，20h排水量：(540+544.2)×20=21684(m3) 最大涌水时，24h的涌水量：339×24=8136 (m3)＜21684(m3) 20h能排出矿井24h的正常涌水量或最大涌水量，且排水系统能力较大。 （3）水仓容量校验 正常涌水量226m3/h＜1000 m3/h，水仓容量应符合V≥8Qn要求： 8Qn =8×226=1808 (m3) 而水仓容量2400m3＞1808m3，满足《煤矿安全规程》要求。 （4）正常涌水时水泵排水能力计算：

式中： Bn-工作水泵的小时排水能力，Bn =540m3/h； Pn-平均日产吨煤所需排正常涌水量，

（5）最大涌水时水泵排水能力计算： 式中： Bm-工作泵加备用泵的排水能力，Bm =(540+544.2)=1084.2m3/h； Pm-日出吨煤所需排出的最大涌水量，

a/t2.1780.21054020330102033044万nnnPBAa/t5.2380.3102.108420330102033044万mmmPBAtmQPmm/0.3109033024339109033024344

tmQPnn/2109033024226109033024344 ㈡计算结果 ⒈矿井正常涌水量时，计算排水能力：178.2万t/a； ⒉矿井最大涌水量时，计算排水能力：238.5万t/a； 通过以上校验和计算，本矿排水系统符合规程要求。取计算结果的较小值，确定矿井排水系统核定能力为178.2万t/a。 三、供电系统能力核定

一、概况 XX煤矿设35KV变电所一座，两回路电源分别引自XX变电所（35kV）、XX变电所（35kV），采用LGJ-3×95架空线路，线路长度分别为11.5km，11.8km。 XX煤矿35kV变电所安装3台主变压器，型号分别为SZ9-6300/35/6.3两台，S11-3150/35/6.3。其中两台工作，一台备用。 矿井采用6kV电源下井，2路供电电缆入井，电源引自地面35kV变电所6kV分段母线：2路电缆均沿副井井筒敷设至-235m水平中央变电所6KV两段母线上；其中2路电缆均采用两根MYJV42-3*240mm2 6kV型供电电缆，单回路供电距离均为667m。 二、计算过程及结果 ㈠按电源线路和变压器分别计算矿井供电系统能力。 ⑴电源线路能力计算。

式中：电源线路：LGJ-95，安全载流量为335A，电源线路供电容量P根据公式计算为：

W为上年度吨煤综合电耗 当线路压降为5%时，

a/t8.4009.15101207016330101633044万WPA

KWMWP9920)(92.98.11%0427.0%5KWCOSUIP93.182769.03533533

)/(9.15901429.78tKWhW

合集下载

XX矿主斜井提升系统的选型设计

XX矿主斜井提升系统的选型设计

XX矿主斜井提升系统的设计选型一、概论XX矿现主要开采五3煤层，由于矿井开拓、掘进任务量大，需在风井增加提升设备，主要服务于提矸任务，因此对风井提升机进行选型设计。

二、设计计算的依据1. 矿井设计年产量An=15万吨；2. 工作制度：年工作天数br=330天;日净提升时间t=16小时;3.矿井斜长L1=850m,倾角θ=27。

;4. 绞车至井口的长度L2=40m;5. 矿井服务年限为11.4年;6. 提升方式:斜井单钩双绳箕斗提升;7.提升机电动机电压380V;8.根据本矿现有情况一个箕斗，箕斗m=2000㎏，载重m0=3000㎏三、提升机的选择1.一次提升提升量的确定⑴提升斜长L =L1+L2=850＋40=890（m）⑵初步选择的最大速度V m根据《煤矿安全规程》规定倾斜巷道升降人员或用矿车升降物料时的最大速度不得超过5m/s,查JK型多绳缠绕式提升机,暂选V m=3.4m/s;提升加、减速度a0=0.5m/s⑶一次提升循环时间的确定，根据提升一次循环时间图得T q、=2 V m÷a00.5 a0t12+(L-2×0.5 a0t12)÷3.4=2×6.8+255=268.6(s)(二)、提升钢丝绳的选择1. 提升钢丝绳端静荷重Q d =n(m＋m0) (sinθ+f1cosθ)= (2000+3000)(sin27。

+0.015cos27。

)=5000×(0.453+0.015×0.891)=5000×0.466=2330(kN)式中:f1------提升容器在斜坡轨道上运动的阻力系数,f1=0.0152. 钢丝绳悬垂长度L C =L t + L2=850+40=890(m)3. 钢丝绳单位长度的重量计算钢丝绳每米质量（选钢丝绳直径）钢丝绳强度取δB=1700Mpa，箕斗轮与轨道摩擦系数取f1=0.015，钢丝绳的阻力系数取f2=0.2，安全系数取m a=6.5（提升物料）滚筒座底绳去110mm p≧[n（m1+ m2）（sinθ+ f1cosθ）]÷[（11×10-6×δB/m a）- L（sin θ+ f2cosθ）]=[（2000+ 3000）（sin270+ 0.015×cos270）]÷[（11×10-6×1700×106÷6.5）- 1000×（sin270+ 0.2cos270）]=1.04Kg/m查钢丝绳规格表，选用直径24.5钢丝绳，钢丝绳每米质量m p=2.165㎏/m 其最大破断力为q=389KN3.钢丝绳的安全系数qm a =（m1+ m2）g（sinθ+ f1cosθ）＋ Lc m p g(sinθ＋f2 cosθ)10×（2000+ 3000）（sin270+ 0.015×cos270）＋10×2.165×1000(sin27。

瓦斯抽采能力核查计算

瓦斯抽采能力核查计算


平均瓦斯抽采量为 6.55m3/min，抽采率 53%；
矿井及采掘工作面、老采空区瓦斯平衡见表3-8-4。
表 3-8-4 矿井及采掘工作面、老采空区瓦斯现状平衡表
回采工作面
掘进工作面
抽
开采煤层
风排量 抽采量 采 风排量 抽采量 (m3/min) (m3/min) 率 (m3/min) (m3/min)
要应从年度瓦斯抽采钻孔量、年度瓦斯抽采量和抽采系统能力三方面
进行核查。
⑴年度瓦斯抽采钻孔量
2 号煤回采工作面开采层抽放钻孔量计算：
2 号煤回采工作面实际采用单侧顺层平行钻孔抽放，钻孔间距为
10m，工作面长度为 200m，钻孔长度 160m，2 号煤回采工作面走向长
度为 720m。则工作面共布置钻孔数为： 720÷10=72 个。
பைடு நூலகம்
层瓦斯涌出为 6.01-7.26m3/min，约占整个回采工作面瓦斯涌出的 57.88%－58.22%，邻近层瓦斯涌出为 4.37-5.21m3/min，约占整个回 采工作面瓦斯涌出的 41.78%－42.12%。
⑶矿井瓦斯抽采方法，抽采系统设备及管路参数，抽采设备工作 方式、抽采管路布置
该矿采用回采工作面开采层抽采、邻近煤层抽采和采空区抽采相 结合的综合抽采方式。即对 2 号煤层回采工作面开采层采用单侧顺层 平行钻孔进行抽放，邻近层采用倾斜穿层钻孔进行卸压抽放，采空区 采取在采空区横贯密闭插管抽采和采后闭墙插管进行全封闭抽放；3 号煤层回采工作面开采层采用单侧顺层平行钻孔进行抽放，邻近层和 采空区利用上部 2 号煤层采空区瓦斯抽放系统解决。
3、计算结果验证 根据计算结果，矿井实际年度抽采量达到《煤矿瓦斯抽采基本指 标（AQ1026-2006）》要求。 1183 万 m3（实际年度抽采量）＞1077.48 万 m3（规定矿井年度抽 采量） 所以矿井年度瓦斯抽采量达标。 按矿井瓦斯抽采能力计算矿井产量： 矿井最大年产量＝330×24×60×矿井瓦斯抽采量／(规定矿井 最小瓦斯抽采率×矿井相对瓦斯涌出量) ＝330×24×60×20.58／ (40％×16.24)＝150.5 万吨。 矿井抽采能力能够达到 150 万吨矿井生产能力的要求。 ⑶抽采系统能力核查 矿井现有瓦斯抽放泵 6 台： 2BE3-420 两台（一用一备）额定流量为 185m3/min，功率 315kw； 2BEC-670 两台（一用一备）额定流量为 465m3/min，功率 630kw； 2BE1-253 一台（工作），额定流量为 60m3/min，功率 75kw； 2BE1-303 一台（备用）额定流量为 90m3/min，功率 110kw。 矿井正常生产时高负压系统运行 1 台 2BE3-253 抽放泵和一台 2BE3-420 抽放泵；低负压系统运行 1 台 2BEC-670 抽放泵。 1、抽放泵能力核查 ①抽放泵流量核查
XX矿变更说明书

XX矿变更说明书

矿井运输系统变更说明一、项目概况2014年9月，建设单位委托我公司编制该矿年生产规模300kt的整合开采变更设计，经榆林市能源局2014年12月14日组织对该设计进行评审，会审后我公司对设计进行修改提交，经市能源局以榆政能发〔2014〕259号给予批复,紧接着陕煤安局发〔2014〕95号对该矿安全设施设计进行批复。

建设单位在办理完善相关手续后，按变更设计对矿井进行年产300kt规模施工建设调整。

本次变更主要是由于矿井在施工过程中，遇到大巷煤层顶板地质条件发生变化，在施工南北向运输大巷后，其一段长约210m巷道发生坍塌冒落，淋水不良等地质条件，造成南北向大巷难以按原设计进行执行，于是建设单位向我单位反映现场情况后，我公司对现场进行了实际踏勘，依据发改能源局〔2010〕709号《关于进一步加强煤矿建设项目安全管理的通知》，针对建设单位现施工现状，需对原设计运输系统进行变更，并根据矿井施工情况适时调整盘区划分及首采面布置，以满足矿井安全生产需要，在此期间需对施工组织设计修改完善后，方可恢复施工建设。

故建设单位委托我公司对矿井进行调整设计。

二、矿井建设现状从2011年矿井进行整合建设至今矿井已基本完成矿井建设，井下开采布置已形成，具体完成工程如下：1、开拓井筒井筒基本已按原设计施工完成且管线设备安装完毕,现施工完成的井筒主要是主斜井、回风斜井与原设计不符:主斜井倾角由6°变更为12°，经校核，主斜井原设计安装的带式输送机满足矿井生产需求。

回风斜井由于施工改造与原设计不符，现形成的井筒改造形成两段，一段斜长141m，一段78m。

2、主要巷道布置井下施工形成的两条大巷分别为运输大巷和回风大巷，矩形断面锚喷支护，运输大巷净宽5.0m，高2.5m，底板硬化厚度0.20m，回风大巷净宽3.6m，高2.5m；已形成11502工作面开采巷道，矩形断面锚杆支护，工作面巷道净宽均为4.0m，净高2.2m。

XX有色金属矿业有限责任公司尾矿库在线监控系统设计方案

XX有色金属矿业有限责任公司尾矿库在线监控系统设计方案

XX有色金属矿业有限责任公司尾矿库在线监控系统设计方案尾矿库是处理金属矿石过程中产生的废弃物的地方，因为尾矿中含有一定的毒性物质，所以尾矿库的在线监控系统设计至关重要。

下面给出XX有色金属矿业有限责任公司尾矿库在线监控系统设计方案。

一、系统概述该在线监控系统主要用于尾矿库的实时监测和数据分析，以保证尾矿库的安全运行。

系统包括监控终端、数据传输、数据存储和数据分析等组成部分。

二、监控终端监控终端是系统的基础设备，主要由自动采集仪表、摄像头和报警设备等组成。

自动采集仪表用于监测尾矿库的温度、湿度、压力等参数，摄像头用于实时监测尾矿库的运行情况，报警设备用于在尾矿堆放过程中发生异常情况时及时报警。

三、数据传输监控终端采集到的数据通过有线或无线方式传输至数据传输中心。

有线方式可通过网络电缆或光纤传输，无线方式可采用Wi-Fi或蜂窝网络传输。

四、数据存储数据传输中心负责接收、存储和管理采集到的数据。

为了确保数据的安全性和可靠性，采用分布式存储的架构，将数据备份至多个不同的存储设备，并设置权限控制以保证数据的访问安全。

五、数据分析数据传输中心对采集到的数据进行实时分析和处理，并生成相应的报表。

系统可通过建立合理的监测指标和报警机制，以确保尾矿库的安全运行。

同时，系统还可根据历史数据进行趋势分析，提前预警潜在问题。

六、远程控制系统提供远程控制功能，管理人员可以通过网络远程登录系统实现对尾矿库的远程监控和控制。

在发生异常情况时，管理人员可以通过远程控制操作相关设备进行紧急处理。

七、系统安全性为了保证系统的安全性，需采取一系列措施，如设置用户身份认证机制、加密数据传输通道、定期备份数据等。

此外，还需定期进行系统安全检测和漏洞修复，以保护系统免受黑客和病毒的攻击。

八、系统可扩展性为满足公司未来发展需求，该在线监控系统应具备良好的可扩展性。

可以通过增加监控终端、扩大数据存储容量和提升数据处理能力等方式进行系统扩展。

总结：XX有色金属矿业有限责任公司尾矿库在线监控系统设计方案包括监控终端、数据传输、数据存储、数据分析、远程控制、系统安全性和系统可扩展性等多个方面。