能力核定机电科运输科Word文档格式.docx

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B——输送带宽度:

取1M;

V——输送机带速:

取2.4M/S;

γ——松散煤堆积容量:

取0.85T/m3;

C——输送机倾角系数:

取0.9;

t——日提升时间:

取15h(下人时间每班按1h计算);

K1——运输不均衡系数:

取1.2。

二、付井提升:

绞车型号为2БМ——3000/1530,双滚筒绞车,电动机为10极,630KW、6KV,最大提升速度3.6M/S,提升容器为双层罐笼,每层一辆矿车,(下人时使用双层,下料时使一层)。

核定能力公式为:

R—出矸率取20%;

PG—每次提矸石重量:

取3.2T/次;

TG—提矸循环时间:

取150S/次;

M—吨煤用材料比重:

取5%;

PC—每次提升材料容量:

取2T/次;

TC—每次提升材料循环时间:

D—下其他材料次数5次;

TD—下其他材料循环时间:

TR—每班上、下人总时间:

经实测取3600S/次。

2、斜井

绞车为2JK-3/20A型双滚筒绞车:

提升斜长1100米,绞车道倾角21o,最大牵引力13T,电动机JR1510——10、6KV、400KW,提升容器2吨矿车,自重1000kg。

载矸石3.2T,使用6×

7-φ32纲丝绳。

确定一次拉车数:

核定一次拉矸石车6个。

该斜井的提升能力为:

R——出矸率20%;

PG——每次提矸石量6个车19.2T/次;

TG——每提矸石循环时间:

900S;

M——吨煤材料比重5%;

PC——每次提材料的重量:

取12T/次;

TC——每次提材料循环时间:

取900S;

D——下其他材料次数:

取5次;

TD——下其他材料时间:

TR——每班上、下人总时间:

经实测为4320S/次。

3.3结论

经核定:

一水平:

主井能力为120万T/а;

付井135万T/а。

三水平:

主井能力为230万T/а;

该井提升系统核定为:

120万T/а;

和矿核定能力一样。

第四章井下排水系统生产能力核定

4.1基本情况:

该矿排水系统由两段组成,一段由设在二水平中央泵房的水泵将水排至地面;

二段由三水平井底将水排至二水平。

排水系统完善合理,设备完好,运转正常有定期大型设备测试报告书。

(由矿业集团公司资质机构的证明)。

根据地质报告提供,矿井正常涌水量180m3/h,最大涌水量400m3/h,这是生产期间的实际涌水量数据。

有防止突水淹井的有效措施,管理维护制度健全,各种运行、维护、检查、检修事故记录齐全完备,每年在雨季前都有一次全部工作泵和备用泵联合排水试险报告书。

4.2能力核定

一、一段排水系统:

一段水泵设在二水平,标高-40M,泵房有水泵四台,(一台使用,二台备用,一台检修)型号为200D43×

9,额定扬量:

288M3/h,额定扬程:

367.2M。

电机、6KV、440KW,水仓容积5000M3,大于8倍的正常涌水量(即250×

8=2000M3)。

排水管路直径为200mm,长度400m,两趟。

1、正常涌水量的排水能力:

An:

(万T/a)

Bn——工作水泵小时排水能力:

288m3/h;

Pn——上年度平均日产吨煤所需排出的正常涌水量。

该矿上年度原煤产量为109万T,工作日330天,平均日产:

0.33万T。

2、最大涌水量的排水能力Am;

Bm——工作泵加备用泵的小时排水能力;

288×

2=576m3/h

Pm——上年度平均日产吨煤所需排出的最大涌水量。

二、二段排水系统

二段水泵设在三水平井底标高-400M,水泵型号为200D65×

8,三台(一台在用,一台备用,一台检修),额定小时排水量280M3,扬程:

492M,电机功率680KW,6KV。

水仓容积3000M3,符合规程规定。

排水管路二趟,直径200mm;

150mm长度1200m。

正常涌水量142m3/h,最大涌水量:

220m3/h。

1、正常涌水量的排水能力An

Bn——水泵小时排水能力280m3/h;

Pn=日产吨煤所需排正常涌水量。

2、最大涌水量的排水能力Am

Bm——工作泵+备用泵的小时排水量。

280×

2=560m3/h

Pm——日产吨煤所需排最大涌水量。

4.3结论:

经核算:

一段水泵生产能力为正常涌水量时131万T/a;

排最大涌水量时146万T/a。

二段水泵:

排正常涌水量为179万T/a,排最大涌水量时为231万T/a。

最后核定该矿排水系统能力核定为130万T/a。

和矿核定能力有差额主要是工作天数取的小,矿取350天,这次核定取330天。

第五章供电系统生产能力核定

5.1基本情况

该矿有两回独立的电源线路供电,一回来自张新变电所,线路为LGJ——120,电压等级60KV;

线路长4KM;

一回来自恒山变电所,LGJ——120导线,60KV,长5KM。

地面设特高变电所,主变压器10000KVA,备用变压器8000KVA,二次电压等级6KV。

全矿装机总容量18,000KW,其中运行容量14,840KW。

井下二水平和三水平分别设中央变电所,井下设备总容量12,450KW,其中运行容量9600KW。

(二水平2,200KW,三水平7,400KW)。

入井电缆:

地面至二水平中央变为ZQD50—3×

120,810M长三根。

二水平至三水平中央变为MYJV22—3×

120-2100M,三根。

电压等级6KV。

二根运行,一根备用。

三水平有七个采区变电所,共设有45台变压器,(包括移动变压钻)供两个综采工作面,一个炮采工作面,九个掘进队用电。

每个采区变电所都具有两回独立的电源线路,分别来自三水平变电所的两个母线,可以分列运行。

井下采掘工作电压等级:

综采1140V,其他为660V。

整个供电系统合理,设备设施及保护装置齐全完整,技术性能、技术指标符合《煤矿安全规程》和有关标准规定的要求,运行正常。

技术档案资料齐全,各种运行、维护、检查、检修及事故记录准确全面,各项管理制度健全。

5.2能力核定

一、入井电源线路的能力核定

1、地面至二水平线路:

共有三条,二条投入运行一条备用。

每条线路额定载流量290安。

两条运行线路实际载流量为I。

P——井下全部用电有功功率:

KW。

P=总运行负荷×

需求系数

=9600×

0.5=4800KW

实际载流量小于两条线路并列运行允许的载流量580A。

线路电压降按下式计算:

ΔU%=K·

L

K——每兆瓦公里电缆中电压损失的百分数,经查表:

取0.577;

P——单根电缆输送的有功功率(兆瓦);

P=4800÷

2=2400KW=2.40兆瓦;

L——电缆线路长度:

0.81KM。

ΔU%=0.577×

2.40×

0.81=1.1

因两根电缆,电压降为

2、二水平——三水平电缆线路

MYJV22——3×

120电缆两根投入运行。

长度2100米。

两条线路总允许载流量580安。

两条线路实际载流量:

P——三水平有功功率。

P=三水平总负荷×

=7400×

0.5=3700KW

电缆实际载流量小于两条电缆允许载流量的总和580A。

线路电压降计算:

K——每兆瓦公里电压损失百分数取0.577;

P——单根电缆输送的有功功率。

3700÷

2=1750KW=1.75兆瓦

L——电缆线路长度2.1KM。

ΔU%=0.577×

1.75×

2.1=2.1

因两根电缆,电压路应为

3、三水平变电所——8#层左部采区变电所由两根ZQ20—3×

95电缆向采区变电所供电,长度2600米。

一条使用,一条备用。

电缆额定载流量350米。

电缆实际载流量为I

P——采区变电所的有功功率(KW);

P=采区接用的总负荷×

需求系数。

=2830×

0.6=1700KW。

功率因数0.8

电缆实际载流量小于电缆允许载流量250米。

电压降计算:

K——每兆瓦公里电压损失百分数,经查表为0.7;

P——电缆输送的有功功率1.7兆瓦;

L——电缆长度2.6KM。

ΔU%=0.7×

1.7×

2.6=3.0

从地面至采区变电所总压降应为ΔU%=0.55+1.1+3=4.65,电压降小于5%。

4、能力核定

P——入井主电缆允许的最大供电容量KW。

W——井下吨煤电耗23kwh/t。

二、矿井主变压器能力核定

按下式计算:

S——主变压器容量10000KVA;

——全矿井功率因数0.9;

W——矿井吨煤综合电耗32kwh/t。

5.3结论

该矿井供电系统能力核定为120(万t/a)。

第六章井下运输系统生产能力核定

6.1基本情况

该矿井下运输系统由工作面下巷,顺槽和主运道电机车运输组成。

有三个独立的采区分别利用带式输送机将煤运往采区煤仓,再由主运道的电机车运至三水平井底,用电动翻车机将煤翻入煤仓,由主皮带机上运到二水平,最后由主井提升机提到地面。

6.2能力核定

一、平巷运输

1、条件

大巷长3700米,24kg铁道,轨距900mm;

ZK10/9型电机车,架线式,运行速度10.5km/h;

使用2T标准矿车,载重量2T/辆,每列拉20个矿车;

10台机车作业,机车的状态良好,安全设施齐全完整。

有各种检修,维修记录和调度运行图表。

2、能力核定

计算公式为:

N——每列车矿车数:

20辆/列;

G——每车载煤量:

1.8T/辆;

R——通过大巷运输矸石采占原煤运量的比重:

取3%;

K1——不均衡系数取1.15;

T——大巷中相邻两列车间隔时间。

通过下式计算提出:

L——大巷运输距离3700m;

U——列车运行速度m/min,取175m/min;

t1——装车调车时间,含中途行车时间min,根据实测取平均值30min;

t2——卸载调车时间min,取8min;

n——运煤列车的列数,取10列。

二、采区运输

1、179综采队:

工作面使用SGDC—320输送机将煤装入下巷带式输送机,下巷顺槽400m长,设SDJ-150输送机一台,上(下)山700米长设SDJ-150输送机一台,最后入采区煤仓。

输送机小时运输能力630T/h,带速2.0m/s,带宽1000mm;

能力核定采用主井提升带式输送机公式:

K——输送机负载断面系数:

取400;

B——带面宽1M;

U——带速2m/s;

r——松散煤堆容积量:

取0.85;

C——斜角系数:

取1;

T——日作业时间:

16h;

K1——不均匀系数:

取1.1。

2、176综采队:

工作面使用SGD—220输送机,顺槽和上山均使用两台SDJ——150带式输送机,上运坡度10o左右,选倾角度数为0.95。

仍用上述公式计算:

经核算该工作面下巷运输的生产能力为310万T/a;

3、175炮采工作面:

下巷使用SD—80皮带输送机和SGW—40T输送机运输,其运输能力不予核定。

6.3结论

采区运输能力很大,平巷运输能力为120万T/a,因此该矿井下运输系统核定能力为120万T/a,和矿核定一样。

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