《35kv输电线路设计》 62页

第一节矿井电源及送电线路一、矿井供电电源及可靠性分析本矿由三回35kV电源接入，35kV工作电源和备用电源分别引自苏店220kV变电站35kV侧不同母线段，线路导线选用LGJ－240/40钢芯铝绞线，避雷线选用GJ－50钢绞线(全线架设)，全线采用铁塔架设，送电距离约6.8公里，线路电压损失为2.08%。当一回电源停止运行时，另一回电源仍能保证矿井全部负荷用电。为进一步保证矿井安全生产，本矿另设一回35kV保安电源，该电源引自城南110kV变电站35kV母线，电源线路导线型号为LGJ－95钢芯铝绞线（利用原有线路），送电距离为10.5公里，该电源可以保证矿井的全部一级负荷。地区电力系统地理接线示意见图8－1－1。苏店220kV变电站位于本矿东北方向约6公里处，该站220kV电源分别引自长治220kV变电站、康庄220kV变电站和高平北220kV变电站，站内设有120MVA变压器两台。城南110kV变电站位于本矿北部约9公里处，该站110kV电源分别引自长治220kV变电站和苏店220kV变电站，站内设31.5MVA和40MVA电力变压器各一台。苏店220kV变电站和城南110kV变电站均为地区重要枢纽变电站，其供电电源可靠，安全可靠性高。二、供电线路及可靠性保障措施本矿共有三回35kV输电线路。其中两回引自苏店220kV变电站35kV侧不同母线段，一回运行一回带电热备用，线路导线选用LGJ－240/40钢芯铝绞线，避雷线选用GJ－50钢绞线(全线架设)，送电距离约6.8km，线路电压损失为2.08%，两回电源线路均采用铁塔架设，未分接任何其他负荷，严禁装设负荷定量器。当一回线路停止运行时，另一回仍能保证全矿全部负荷用电。为进一步保证矿井安全生产，本矿另设一回35kV电源线路，引自城南110kV变电站35kV母线，线路导线为LGJ－95钢芯铝绞线（利用原有线路），送电距离为10.5公里，采用铁塔架设，未分接任何其他负荷，该线路可以保证矿井的全部一级负荷。可能产生的事故分析：架空供电线路可能产生的事故主要有断线、倒杆、外力破坏、雷击、覆冰、污闪、线路共振等。 防治措施：本矿35kV架空线路地处山西省长治地区，气象条件为山西省I级气象区。针对上述线路可能产生的各种事故，本线路严格按照架空线路设计规程、规范设计：合理选择路径，避开了采空区及不良地质区；根据负荷及当地环境温度参数合理选择导线截面；确定杆塔参数时，合理选择导线、避雷线安全系数和耐张段长度，利用线路专用程序计算杆塔受力，并严格按照相关要求考虑交叉跨越距离，通过倾覆稳定性验算确定基础类型；根据电压等级及环境条件，合理确定线路绝缘配合各项参数；采用加装导线防震锤或护线条等措施应对线路共振事故，力求将架空线路发生事故的概率降到最小。为进一步提高供电可靠性，线路全线架设避雷线。采用铁塔架设，每基杆塔均设接地装置，接地电阻不大于10欧姆。第二节矿井主变电所一、主变电所负荷最大负荷有功功率13691.34Kw(含选煤厂)；35kV变电站6KV侧无功功率补偿7200kvar，补偿后最大负荷无功功率5323.83kvar(含选煤厂)；补偿后35kV母线功率因数0.93；35kV变电站视在容量14689.99kVA；矿井年耗电量47402.01×103kW·h；；矿井吨煤电耗15.80kW·h。电力负荷统计参见表8－2－1。二、主变压器选择矿井35/6KV变电站内主变选用SZ11－20000/3535±3×2.5%/6.3kV20000kVA低损耗有载调压变压器两台，一台检修或故障停运后，另一台主变能保证矿井所有用电负荷正常运行，两台主变均室外布置。正常工作时一用一热备，负荷率为73.4%，保证率为100%。三、电气主接线及主要电气设备1、矿井35kV变电站本矿工业场地东侧现有一座35/6kV变电站，站内35kV、6kV及380V母线均为单母线分段接线方式，主变压器选用SZ11－20000/3535±3×2.5%/6.3kV20000kVA低损耗有载调压电力变压器两台，正常工作时一用一备，室外安装，变压器负荷率为73.4%，保证率为100%；站内另设S9－630/66/0.4kV 630kVA变压器两台，室内安装，两台变压器同时工作，变压器负荷率为57.9%，一台变压器故障停运后，另一台变压器可以保证其所带的一、二级负荷用电。35kV配电装置选用JYN1－40.5(Z)型间隔移开式金属封闭开关设备，6kV配电装置选用KYN28A－7.2(Z)型金属铠装抽出式开关设备；低压配电装置选用GGD2型低压开关柜。除选煤厂6kV变电所采用就地补偿外，在35kV站内6kV侧选用高压电容器成套装置进行无功功率集中补偿。35/6kV变电站内设35kV高压配电室、6kV高压配电室、电容器室、配电变压器室、380V低压配电室、控制室及值班室等。本站选用微机综合自动化保护装置，完成对变电所主设备的控制、保护、测量、信号等功能。35kV及6kV配电装置采用直流操作，操作电源选用一套高频开关直流系统（100Ah）。根据《煤炭安全规程》第457条规定，矿井高压电网，必须采取措施限制单相接地电容电流不超过20A。经计算，矿井投产后高压电网的单相接地电容电流约为67A，因此，在工业场地机修间6kV侧设1套消弧线圈补偿装置。2、短路计算及继电保护由于苏店220kV变电站准确的短路参数不详，故上级站的短路参数只能推算。经推算，本设计暂按苏店220kV变电站35kV侧最大短路容量1500MVA和最小短路容量为400MVA计算，待将来收集到详细参数后再以实际值计算。本设计进行了最大及最小两种运行方式下的短路计算。最大运行方式下短路电流计算系统及等值线路见图8－2－1；最小运行方式下短路电流计算系统及等值线路见图8－2－2。待将来收集到详细参数后再以实际值计算。最大运行方式下短路计算结果见下表（基准容量100MVA）。节点编号R标么值X标么值短路电流(kA)短路容量(MVA)ish(kA)Ish(kA)矿井35/6kV变电站35kV母线d10.03230.15839.658618.9224.62714.583矿井35/6kV变电站6kV母线d20.03230.358325.473277.9664.95738.465工业场地6kV变电所6kV母线d30.16580.399921.170231.0053.98331.966井底主变电所6kV母线d40.13580.421020.714226.0352.82231.279一采区变电所6kV母线d50.55660.675810.468114.2226.69215.806二采区1号变电所6kV母线d60.25680.494416.451179.5141.94924.841最小运行方式下短路计算结果见下表（基准容量100MVA）。节点编号R标么值X标么值短路电流(kA)短路容量(MVA)ish(kA)Ish(kA) 矿井35/6kV变电站35kV母线d10.06460.43333.562228.279.0835.378矿井35/6kV变电站6kV母线d20.06450.833310.965119.6427.96016.557工业场地6kV变电所6kV母线d30.33210.91649.402102.5923.97414.196井底主变电所6kV母线d40.27160.95889.196100.3523.45013.886一采区变电所6kV母线d51.11321.46834.97454.2712.6837.510二采区1号变电所6kV母线d60.51381.10547.51882.0319.17111.352继电保护：（1）35kV电源进线设电流速断和过电流保护。（2）主变压器设差动保护、过电流保护、过负荷保护、温度保护和瓦斯保护。（3）6KV馈出线设电流速断保护和过电流保护。（4）电容器馈出线设过电流保护、过电压保护、欠电压保护、不平衡电流保护和不平衡电压保护。（5）6KV系统装设小电流接地选线装置，在所有6kV馈出线上均安装零序电流互感器，构成单相接地保护。根据短路计算结果，35/6kV变电站6kV馈出电缆（铜芯）的最小截面为95mm2；35kV电流互感器的一次额定电流应≥100A；6kV电流互感器的一次额定电流应≥300A。四、接地方式及接地网设置本矿地面35kV系统为中性点不接地方式，6kV系统为中性点经消弧线圈接地方式，0.4kV系统为中性点直接接地方式。矿井35kV变电站、工业场地6kV变电所、锅炉房户内成套变电站、机修间户内成套变电站和水源井户外组合变电站均设有保护接地及防雷接地装置，其中保护接地电阻不大于1欧姆，防雷接地电阻不大于10欧姆。其它各配电点均设有接地保护装置，其接地电阻不大于4欧姆。各电气设备正常不带电的金属外壳、铠装电缆的金属外皮及金属管路等均按规程可靠接地。接地装置由水平接地极及垂直接地极构成，环绕变电站（所）建筑物或户外变配电装置敷设。接地网中所有金属构件均作防腐处理，接地网边缘经常有人出入的通道处铺设砾石、沥青路面或在地下装设两条与接地网相连的均压带。五、防止矿井突然停通电的措施 本矿三回35kV电源分别架空引自苏店220kV变电站35kV侧不同母线段和城南110kV变电站35kV侧母线。为进一步提高供电可靠性，35kV输电线路全线架设避雷线。线路全线无地质不良区，均采用铁塔架设，每基铁塔均设接地装置，接地电阻不大于10欧姆。35kV变电站院内设置了独立的避雷针保护，架空进出线均设置了避雷器。矿井35kV变电站的控制室、高压配电室、电容器室、消弧线圈室、及主要通道等场所设事故照明，事故照明采用直流220V供电，在直流屏内设交直流转换回路；站内设有UPS不间断电源，当变电站停电时为综自后台设备提供交流电源。地面其它各变电所内高低压配电室、控制室和通风机房、提升机房、空压机房、矿总调度室、锅炉房等重要设施均设置了事故照明灯具作为事故抢修和人员疏散照明。通过采取上述各种措施，再在运行中健全必要的规章制度，加强日常巡视、维护、管理，将矿井突然停电的概率和突然停电后的危害降到最小。六、地面主变电所事故及防治措施可能产生的事故分析：地面变电所可能产生的事故主要有以下几种：地质条件及洪涝灾害、大气过电压、短路、变电所火灾、误操作、保护不完善、变电所设备事故及小动物引起的短路等。防治措施：35kV变电站设在污染源的上风侧，最高洪水位以上，其下留有保护煤柱，地质条件良好。35kV电源线路全线架设避雷线，站内各级电压母线均安装了避雷装置防止雷电波侵入过电压；变电站院内设置了避雷针，防止变电站受直击雷侵害，设备工作接地和保护接地装置设置齐全。变电站内选用变电站综合自动化系统，各种保护设置齐全。设置了防误操作系统，将误操作的几率降到最低。选用干式电容器，单独设在电容器室内，并保持室内良好的通风。在工业场地机修间设1套消弧线圈补偿装置，用以限制单相接地电容电流。站内按要求设置了事故油池，电缆沟、管道沟均采用混凝土修筑，其上用混凝土盖板或网纹钢盖板密封，进出电缆的预留孔洞在电缆安装完毕后，空隙用防火防水材料封堵，主电缆沟及地下室配置了自动灭火系统；可开启的窗户外均安装小格铁丝网，防止小动物进入破坏设备或引起短路。35kV变电站内高压配电室、电容器室及值班控制室耐火等级按二级考虑，高压配电室耐火等级按三级考虑；其他诸如墙体、门窗、通风窗等设施的防火要求均按照相关规程规范设置。 第三节地面供电系统一、负荷分级及其供电地面通风机房、副立井提升机房和井下主排水泵、二采区水泵房均按一级负荷考虑。通风机房和副立井提升机房的双回6kV电源均引自矿井35kV变电站6kV不同母线段，3台主排水泵各自的6KV电源分别引自井底主变电所6kV不同母线段，二采区水泵房两回6kV电源引自二采区2号采区变电所6kV不同母线段。（地面通风机房、副立井提升机房和井下主排水泵、二采区水泵房均按一级负荷考虑。通风机房和副立井提升机房的双回6kV电源均引自矿井35kV变电站6kV不同母线段，4台主排水泵各自的6KV电源分别引自井底主变电所6kV不同母线段，二采区水泵房两回6kV电源引自二采区2号采区变电所6kV不同母线段。）主立井提升机房、空压机房、选煤厂、锅炉房、空气加热室、井下采区变电所、二级泵站、井下水处理站、矿井水深度处理站、矿灯房、调度通信室等均按二级负荷考虑。上述各处配电点均采用两回路供电，且接于不同的母线段。除上述一、二级用电负荷外，其它均为三级负荷，采用一回路线路供电。二、地面供配电系统概况1、变电所分布在本矿工业场地东部设有一座35/6kV变电站，在矿井工业场地负荷中心设有一座工业场地6kV变电所，在锅炉房内设一座户内成套变电站，1号水源井附近设一座户外组合站，机修间内设一座户内成套变电站。工业场地6kV变电所：两回6kV电源引自矿井35kV变电站6kV不同母线段，两回电源电缆采用YJV22－6/63×95交联电力电缆，送电距离为550米，所内设S9－800/66/0.4kV800kVA低压变压器两台；6kV、380V母线均为单母线分段的接线方式。由于司马矿井技术改造完成后本变电所低压侧的负荷增加较多，现有低压变压器的容量不能满足要求。根据负荷统计结果，本次设计确定工业场地6kV变电所低压变压器选用SCB11－1250/66/0.4kV 1250kVA低损耗干式变压器两台，室内安装，两台变压器同时工作，变压器负荷率为71.1%，一台变压器故障停运后，另一台变压器可以保证其所带的一、二级负荷用电。6kV配电装置选用KYN28A－7.2(Z)型金属铠装抽出式开关设备；低压配电装置选用GGD3型低压开关柜。本所选用微机综合自动化保护装置，完成对变电所主设备的控制、保护、测量、信号等功能。6kV配电装置采用直流操作，操作电源选用免维护铅酸蓄电池直流屏。锅炉房6kV户内成套变电站：两回6kV电源引自工业场地6kV变电所6kV不同母线段，电源线路选用YJV22－6/63×95钢带铠装交联电力电缆，长度约2×300m，当任一回电源电缆停止运行时，另一回仍可满足其所带全部负荷用电。所内设两台630kVA干变及相应的高低压配电装置，正常工作时一用一备，变压器负荷率约为83.8%，保证率为100%。水源井6kV户外组合变电站：一回6kV电源引自工业场地6kV变电所6kV母线，电源线路选用YJV22－6/63×95钢带铠装交联电力电缆，长度约400m，选用1台315kVA干变及相应的高低压配电装置。机修间6kV户内成套变电站：一回6kV电源引自工业场地6kV变电所6kV母线，电源线路选用YJV22－6/63×95钢带铠装交联电力电缆，长度约300m，选用1台500kVA干变及相应的高低压配电装置。2、供电范围矿井35kV变电站以两回6kV电源向主立井提升机房、副立井提升机房、工业场地6kV变电所、选煤厂6kV变电所、选煤厂浮选车间、通风机房、井底主变电所、井下一采区变电所和二采区1号变电所供电；以两回380V电源向二级泵站、办公楼等负荷供电，以一回380V电源向单身公寓、食堂、2号水源井、1号生活污水处理站和2号生活污水处理站等负荷供电。工业场地6kV变电所以两回6kV电源锅炉房户内成套变电站供电，以一回6kV电源向水源井户外组合站和机修车间户内成套变电站供电；以四回380V电源向空压机房供电，以两回380V电源向主立井井口房、主立井空气加热室、副立井井口房、副立井空气加热室、矿井水深度处理站、井下水处理站和联合建筑等负荷供电，以一回380V电源向主立井提升机房（另一回引自其380V系统）、副立井提升机房（另一回引自其380V系统）、综采设备库、坑木加工房等负荷供电。（工业场地6kV变电所以两回6kV电源向 锅炉房户内成套变电站供电，以一回6kV电源向水源井户外组合站和机修车间户内成套变电站供电；以四回380V电源向空压机房供电，以两回380V电源向主立井井口房、主立井空气加热室、副立井井口房、副立井空气加热室、矿井水深度处理站、井下水处理站和联合建筑等负荷供电，以一回380V电源向主立井提升机房（另一回引自其380V系统）、副立井提升机房（另一回引自其380V系统）、综采设备库、坑木加工房等负荷供电。）锅炉房户内成套变电站以380V电源向锅炉房内的用电设备供电；水源井户外组合站以380V电源向深井泵供电；机修间户内成套变电站380V电源向机修车间内的用电负荷及附近其它厂房供电。3、电缆选择与敷设地面6kV电缆选用YJV22－6/6型钢带铠装电力电缆；0.4kV电缆选用YJV22－0.6/1或VV22－0.6/1型钢带铠装电力电缆；照明导线选用BV－0.45/0.75或ZRBV－0.45/0.75型。电缆芯线截面均根据负荷大小、压降要求选择，并考虑过节能因素。电缆在室外敷设采用电缆沟和直埋相结合的方式，在户内敷设采用电缆沟、电缆桥架和电缆挂架相结合的方式，照明导线穿保护管采用沿墙、沿柱、沿顶明敷或暗敷的方式。三、主通风机房主通风机电动机采用真空断路器、直接起动方式。通风机房高压6kV系统采用微机综合自动化保护系统，设有电流速断、过负荷、低电压、接地等完善的电气保护。选用高性能的PLC控制系统，并配备上位机，通过操作台按钮对通风机起、停进行操作。计算机对通风机各种运行参数和信号的数据采集，储存、分析和判断，自动对风机故障预先报警，确保风机运转更加安全可靠。四、瓦斯抽放站本矿井为低瓦斯矿井，不需建立抽放瓦斯系统。（本矿井为低瓦斯矿井，地面未装设瓦斯抽放站。在井下二采区设有瓦斯抽放泵站，泵站由二采区2#变电所两回线路供电） 第四节地面建（构）筑物防雷及防雷电波侵入井下一、建（构）筑物的防雷分级矿井35kV变电站为一类防雷建筑物，通风机房、选煤厂主厂房按二类防雷建筑物考虑，除一、二类外其他按三类考虑。二、各级建（构）筑物的主要防雷措施各级建（构）筑物的防雷采用设置避雷针、避雷网（带）或两种混合组成接闪器，具体装置参数及所采取的相应措施严格按照《建筑物防雷设计规范》执行并实施。三、地面防雷电波及井下措施由地面直接入井的金属构件及各种露天架空引入（出）的管路等，在井口附近将金属体做不少于2处的良好的集中接地，接地电阻不大于5欧姆，两接地极的距离大于20米；通信线路在入井处装设熔断器和防雷电装置，接地电阻不大于1欧姆。第五节应急照明设施的设置矿井35kV变电站的控制室、高压配电室、电容器室、低压配电室及主要通道等场所设事故照明，事故照明采用直流220V供电，在直流屏内设交直流转换回路；站内设有UPS不间断电源，当变电站停电时为综自后台设备提供交流电源。地面其它各变电所内高低压配电室、控制室和通风机房、提升机房、空压机房、矿总调度室、锅炉房等重要设施均设置了事故照明灯具作为事故抢修和人员疏散照明。第六节井下供电系统一、井下电力负荷和电压等级用电设备总台数：93台；用电设备工作台数：79台；用电设备总容量：13603kW；用电设备工作容量：11880kW；最大负荷有功功率：6330.51kW；最大负荷无功功率：6518.37kVar。 （用电设备总台数：93台；用电设备工作台数：79台；用电设备总容量：13603kW；用电设备工作容量：11880kW；最大负荷有功功率：6330.51kW；最大负荷无功功率：6518.37kVar。）井下高压为6kV,综采工作面和掘进机为1140V，其它低压动力为660V，照明及电钻为127V。二、井下电缆井下均选用具有煤矿矿用标志的阻燃电缆，其主芯线截面均根据负荷大小要求选择，并校验过设备的正常压降、起动压降及动热稳定性。井下一律采用铜芯电缆。下井电缆共6回，井底主变电所下井电缆2回，经副立井井筒敷设至井底主变电所；一采区下井电缆2回，经副立井井筒敷设至一采区变电所，二采区下井电缆2回，经钻孔敷设至二采区1号变电所。立井井筒及钻孔中电缆选用粗钢丝铠装型，井下大巷中电缆选用钢带铠装型，非固定敷设的高低压电缆选用符合MT818标准的橡套软电缆，移动式或手持式电气设备使用专用的橡套电缆。根据井下的负荷统计情况，经计算确定：至井底主变电所的两回下井电缆选用MYJV42－6/63×240煤矿用阻燃粗钢丝铠装型电力电缆，长度约2×830m；至一采区变电所的两回下井电缆选用MYJV42－6/63×185煤矿用阻燃粗钢丝铠装型电力电缆，长度约2×4200m。至二采区1号变电所的两回下井电缆选用MYJV42－6/63×185煤矿用阻燃粗钢丝铠装型电力电缆，长度约2×1800m。各变电所的两回电源电缆除保证供电质量外，当任一回电源电缆停止运行时，另一回仍可满足其所带全部负荷用电。井下其它6kV电缆选用MYJV22－6/6型煤矿用电力电缆及MYPTJ－3.6/6煤矿用监视型屏蔽电缆（至移变）；1140V电缆选用MCP－0.66/1.14（采煤机）及MYP－0.66/1.14煤矿用移动屏蔽橡套软电缆；660V电缆选用MYP－0.38/0.66煤矿用移动屏蔽橡套软电缆；电钻电缆选用MZ－0.3/0.5型；照明电缆选用MYQ－0.3/0.5型。井下水平巷道或倾角在30°以下的井巷中，除手持式或移动式设备的电缆外，其它电缆均采用在巷道壁或巷道顶板用电缆挂架（桥架）敷设的方法，挂架间距不超过3m；倾角在30°以上的井巷中，电缆用电缆卡子夹持装置敷设。高、低压电缆敷设在巷道同一侧时，高、低压电缆之间的距离大于100mm ，高压电缆之间、低压电缆之间的距离大于50mm。电缆与压风管、供水管在巷道同一侧敷设时，敷设在管子上方，并保持300mm以上距离。在有瓦斯抽放管路的巷道内，电缆与瓦斯管路分挂在巷道两侧。井下电力电缆需要连接的地方均用矿用隔爆接线盒或矿用冷缩头连接，不同型号电缆之间严禁直接连接。橡套电缆的修补连接采用具有热补效能的冷补方式。三、井下电气设备及变电所1、电气设备防爆等级井下各变电所6KV侧选用BGP43－6矿用隔爆型高压真空配电装置，660V侧均选用带选择性漏电保护的BKD16矿用隔爆型真空馈电开关，变压器均选用KBSG矿用隔爆型干式变压器，中性点不接地。井下所有电动机均选用矿用隔爆型真空磁力起动器控制，各配电点的变配电及控制设备均为矿用隔爆型，运输巷道及机电设备硐室固定照明灯具选用矿用隔爆荧光灯。（井下各变电所6KV侧选用BGP43－6和BGP9L－6矿用隔爆型高压真空配电装置，660V侧均选用带选择性漏电保护的BKD16矿用隔爆型真空馈电开关，变压器均选用KBSG矿用隔爆型干式变压器，中性点不接地。井下所有电动机均选用矿用隔爆型真空磁力起动器控制，各配电点的变配电及控制设备均为矿用隔爆型，运输巷道及机电设备硐室固定照明灯具选用矿用隔爆LED灯和矿用隔爆荧光灯。）本矿井下高低压配电装置实现真空化，变压器均实现无油化。所选电气设备均具有“煤矿矿用产品安全标志”。2、采区3.3kV供电的专门安全措施本矿井下无3.3kV供配电系统。3、电气设备的继电保护井下高压电动机、动力变压器的高压控制设备均设有短路、过负荷、接地和欠压释放保护，由采区变电所、移动变电站或配电点引出的馈电线上，装设有短路、过负荷和漏电保护装置。低压电动机的控制设备均设有短路、过负荷、单相断线、漏电闭锁保护及远程控制装置。井下配电网路均设有过流、短路保护装置。并用该网路最大三相短路电流校验过开关设备的分断能力和动、热稳定性及电缆的热稳定性。用最小两相短路电流校验过保护装置的可靠动作系数。 地面各变电所、井底主变电所、采区变电所的高压馈电线上，装设有选择性的单相接地保护装置，为移动变电站供电的高压馈电装置上装设有选择性的动作于跳闸的单相接地保护装置。低压馈电线上均装设带选择性漏电保护的装置，能自动切断漏电的馈电线路。煤电钻的矿用隔爆电钻综保装置设有检漏、漏电闭锁、短路、过负荷、断相、远距离起动和停止煤电钻的功能。4、井下变电所井下设6kV变电所共四座，即在副立井井底设主变电所一座，在一采区内设一采区变电所一座，在二采区内设二采区1号变电所和2号变电所各一座。（井下设6kV变电所共六座，即在副立井井底设中央变电所一座，在一采区内设一采区变电所三座，在二采区内设二采区变电所二座。）井底中央变电所：该所6kV母线为单母线分段接线型式，0.69kV母线为单母线接线型式，6kV侧选用BGP43－6矿用隔爆高压真空配电装置，660V侧选用BKD16矿用隔爆型真空馈电开关，设KBSG－315/66/0.69kV315kVA和KBSG－400/66/0.69kV400kVA矿用隔爆型干式变压器各一台。本所以6kV电压向主排水泵、+666水平胶带大巷1号带式输送机配电点、二采区集中胶带大巷1号带式输送机配电点供电；以660V电压向主立井井底、副立井井底、电机车整流硐室、二采区猴车巷、+666水平轨道大巷及附近的低压负荷供电。（井底中央变电所：该所6kV母线为单母线分段接线型式，0.69kV母线为单母线接线型式，6kV侧选用BGP43－6矿用隔爆高压真空配电装置，660V侧选用BKD16矿用隔爆型真空馈电开关，设KBSG－315/6/0.69kV315kVA矿用隔爆型干式变压器两台。本所以6kV电压向主排水泵、一采区胶带大巷1号带式输送机配电点、二采区集中胶带大巷1号带式输送机配电点供电；以660V电压向主立井井底、副立井井底、装载硐室、副井液压站、+666轨道大巷照明及附近的低压负荷供电。）一采区1#变电所：该所6kV母线为单母线分段接线型式，0.69kV母线为单母线接线型式，6kV侧选用BGP43－6矿用隔爆高压真空配电装置，660V侧选用BKD16矿用隔爆型真空馈电开关，设一台KBSG－200/66/0.69kV 200kVA矿用隔爆型干式变压器。本所以6kV电压向三采区大巷掘进工作面及其风机专用的移动变电站供电。（一采区1#变电所：该所6kV母线为单母线分段接线型式，0.69kV母线为单母线接线型式，6kV侧选用BGP43－6矿用隔爆高压真空配电装置，660V侧选用BKD16矿用隔爆型真空馈电开关，设KBSG－315/6/0.69kV315kVA矿用隔爆型干式变压器两台。本所以6kV电压向一采区2#主皮带配点供电。）一采区2#变电所：该所6kV母线为单母线分段接线型式，0.69kV母线为单母线接线型式，6kV侧选用BGP43－6矿用隔爆高压真空配电装置，660V侧选用BKD16矿用隔爆型真空馈电开关，设KBSG－315/6/0.69kV315kVA矿用隔爆型干式变压器两台。本所以6kV电压向新回风大巷主副风机及动力、三采区胶带巷主副风机及动力、三采区轨道巷主副风机及动力供电。以660V电压向一采区3#水仓、胶带巷循环车、一采区候车室防爆饮水机以及胶带巷照明等供电。一采区3#变电所：该所6kV母线为单母线分段接线型式，0.69kV母线为单母线接线型式，6kV侧选用BGP9L－6矿用隔爆高压真空配电装置，660V侧选用BKD16矿用隔爆型真空馈电开关，设KBSG－315/6/0.69kV315kVA矿用隔爆型干式变压器两台。本所以6kV电压向三采回风巷主副风机及动力、1111工作面。以660V电压向一采区4#水仓、一采区5#水仓、一采总回循环车、2#充电硐室供电。二采区1号变电所：该所6kV母线为单母线分段接线型式，0.69kV母线为单母线接线型式，6kV侧选用BGP43－6矿用隔爆高压真空配电装置，660V侧选用BKD16矿用隔爆型真空馈电开关，设两台KBSG－200/66/0.69kV200kVA矿用隔爆型干式变压器（一台为局部通风机专用）。本所以6kV电压向二采区2号变电所和1205综采工作面、1205运输顺槽、1205回风顺槽、1201顺槽掘进工作面的移动变电站供电；以660V电压向二采区轨道巷、二采区胶带巷及附近的低压负荷供电。（二采区1号变电所：该所6kV母线为单母线分段接线型式，0.69kV母线为单母线接线型式，6kV侧选用BGP43－6矿用隔爆高压真空配电装置，660V侧选用BKD16矿用隔爆型真空馈电开关，设两台KBSG－315/6/0.69kV315kVA矿用隔爆型干式变压器。本所以6kV电压向1201工作面、1205综采工作面供电；以660V电压向二采区猴车巷、齿轨车硐室、二采胶带巷1#水仓、1201排水二回路等供电。） 二采区2号变电所：所内6kV母线为单母线分段接线型式，0.69kV母线为单母线接线型式，6kV侧选用BGP43－6矿用隔爆高压真空配电装置，660V侧选用BKD16矿用隔爆型真空馈电开关，设一台KBSG－200/66/0.69kV200kVA矿用隔爆型干式变压器。本所以6kV电压向二采区水泵房供电；以660V电压向二采区轨道巷、二采区胶带巷及附近的低压负荷供电。（二采区2号变电所：所内6kV母线为单母线分段接线型式，0.69kV母线为单母线接线型式，6kV侧选用BGP43－6矿用隔爆高压真空配电装置，660V侧选用BKD16矿用隔爆型真空馈电开关，设两台KBSG－315/6/0.69kV315kVA矿用隔爆型干式变压器。本所以6kV电压向1210综采工作面、二采区2#水仓、瓦斯抽放泵站、1205排水巷主副风机供电；以660V电压向二采区轨道巷里段照明、1210排水巷主副风机及水泵、二采区胶带巷及附近的低压负荷供电。）井下所有变压器中性点均不接地。上述各变电所硐室内均配置了足够的灭火器具。5、局部通风机的供电方式及风电瓦斯闭锁本矿按高瓦斯矿井管理。为确保井下安全生产，根据安监总局18号令及《煤矿安全规程》的相关要求,设计确定：各掘进面均设置双风机，主备风机能自动切换。在二采区1号变电所内设一台KBSG－315/6315kVA6/0.69kV矿用隔爆型干式变压器作为1201顺槽掘进局部通风机专用变压器，1201顺槽掘进主风机的660V电源引自设在采区变电所内的专用变660V系统，实行三专供电，备用风机的660V电源引自设在采区变电所内的工作变660V系统；在三采区大巷掘进设两台KBSGZY－200/6200kVA6/0.69kV矿用隔爆型移动变电站作为三采区大巷掘进局部通风机专用变压器，三采区大巷掘进主、备风机的660V电源均引自上述两台专用变压器660V系统，实行‘三专’供电。局部通风机电控装置选用KJZ－4×80/660SF型矿用隔爆兼本安型双电源真空组合开关，以实现主、备风机自动切换。局部通风机电控装置、瓦斯传感器与井下安全监测监控系统配合实现风电、瓦斯电闭锁。（本矿按高瓦斯矿井管理。为确保井下安全生产，根据安监总局18号令及《煤矿安全规程》的相关要求,设计确定：各掘进面均设置双风机，每台风机由不在同一回路的双电源单独供电，主备风机能自动切换。局部通风机电控装置选用KJZ－4×80/660SF 型矿用隔爆兼本安型双电源真空组合开关，以实现主、备风机自动切换。局部通风机电控装置、瓦斯传感器与井下安全监测监控系统配合实现风电、瓦斯电闭锁。）第七节井下电器设备保护接地一、保护接地的设置范围电压在36V以上和由于绝缘损坏可能带有危险电压的电气设备的金属外壳、构架，铠装电缆的钢带、铅皮或屏蔽护套等均设有保护接地。所有电气设备的保护接地装置和局部接地装置，与主接地极相连，形成井下总接地网。有可能发生静电的管道和设备，均连接成连续的电气通路并接地，接地点不少于两处。主副水仓内设主接地极。各变电所、移动变电站、装有电气设备的硐室、单独装设的高压电气设备、低压配电点和装有3台以上电气设备的地点、其它无低压配电点的运输回风巷道、连接高压动力电缆的金属连接装置处均有设局部接地极。局部接地极设置于巷道水沟内或其他就近的潮湿处。二、接地网主接地极采用1500×600×6mm的耐腐蚀钢板制成；设置在水沟中的局部接地极采用3000×200×4mm的耐腐钢板或具有同等有效面积的钢管制成，设置在其他地点的局部接地极采用直径不小于35mm、长度不小于1.5m的钢管制成。接地母线采用40×4mm的镀锌扁钢，电气设备外壳与接地母线或局部接地极的连接视情况采用40×4mm或25×4mm的镀锌扁钢。（主接地极采用1500×600×6mm的耐腐蚀钢板制成；设置在水沟中的局部接地极采用3000×200×4mm的耐腐钢板或具有同等有效面积的钢管制成，设置在其他地点的局部接地极采用直径不小于35mm、长度不小于1.5m的钢管制成。接地母线采用40×4mm的镀锌扁钢，电气设备外壳与接地母线或局部接地极的连接视情况采用40×4mm或25×4mm的镀锌扁钢及断面为25mm2的裸铜线。）接地网上任一保护接地点的接地电阻均不超过2Ω。每一移动式和手持式电气设备至局部接地极之间的保护接地用的电缆芯线和接地连接导线的电阻值不超过1Ω。 第八节井下照明、信号一、井下固定照明井下机电设备硐室、调度室、爆破材料库、候车室、信号站、运输巷道、车场、进风巷交叉点、专用人行道、综采面等处均设有足够的矿用隔爆照明信号综保装置、照明灯具及开关。照明信号综保装置具有短路、过载、漏电保护等保护功能。灯端电压AC127V。二、矿灯地面工业场地设有专门的矿灯房。采用不燃性材料建筑，通风良好，功能分区合理，并配有足够的灭火器具。选用专业厂家生产的充电装置及高性能多光源锂电池矿灯，集中统一管理，每灯均编号，经常使用矿灯的人员专人专灯。矿灯总数配置超过经常用灯人数10%以上,矿灯装有短路保护器，选用KL4LM型，配置数量为668盏。充电装置有可靠的充电稳压装置，选用KTSB-102型，配置数量为7架。（矿灯总数配置超过经常用灯人数10%以上,矿灯装有短路保护器，选用KL4LM型，配置数量为2593盏。充电装置有可靠的充电稳压装置，选用KTSB-102型，配置数量为23架。）第九节井下电气事故原因分析及其防范技术措施一、可能产生的事故分析可能产生的事故主要有以下几种：异常停电和带电、电气火花、着火、短路、过负荷、断相、单相接地电容电流过大、电缆动热稳定性不满足要求、触电、静电、失爆等。二、防爆措施 本矿井下高低压配电装置均实现真空化，变压器均实现无油化，所选电气设备均具有‘煤矿矿用产品安全标志’。高低压配电装置的各种保护配置齐全。井下电缆均选用符合MT818标准的煤矿用阻燃电缆，其主芯线截面均根据负荷大小要求选择，并校验过设备的正常压降、起动压降及动热稳定性。井下一律采用铜芯电缆。电缆的安装敷设均按照相关规程、规范执行，具体见本章第六节相关内容。井下巷道机电设备安装必须满足安全间距。防爆电气设备入井前，应严格检查其‘产品合格证’‘煤矿矿用产品安全标志’及安全性能；检查合格并签发合格证后方可入井。井下所有防爆电气设备必须符合《潞安矿业（集团）公司防爆电气设备检查标准》。电气设备的检查、维护和调整，必须由电气维修工进行。井下电气设备防爆性能遭破坏的，必须立即处理或更换，严禁继续使用。电气维修工具体操作时，严格按照《煤矿安全规程》四百八十八~四百九十一条之规定执行。井下不得带电检修、搬迁电气设备、电缆和电线。检修或搬迁前，必须切断电源，检查瓦斯，在其巷道风流中瓦斯浓度低于1.0%时，再用与电源电压相适应的验电笔检验；检验无电后，方可进行导体对地放电。所有开关的闭锁装置均能可靠地防止擅自送电、防止擅自开盖操作，并悬挂“有人工作，不准送电”字样的警示牌，只有执行这项工作的人员才有权取下此牌送电。机电硐室入口处悬挂“非工作人员禁止入内”字样的警示牌，硐室内有高压电气设备时，入口处和硐室内在明显地点悬挂“高压危险”字样的警示牌。硐室内的设备分别编号，标明用途，并有停送电的标志。操作高压电气设备主回路时，操作人员必须带绝缘手套，并穿电工绝缘靴或站在绝缘台上；手持式电气设备的操作手柄和工作中必须接触的部分有良好的绝缘。容易碰到的、裸露的带电体及机械外露的转动和传动部分均加装护罩或遮栏等防护措施。井下供电电缆的连接均采用矿用隔爆接线盒或矿用冷缩头可靠连接，隔爆接线盒或电缆铠装层均可靠接地；采用阻燃运输胶带，机架可靠接地；选用设有短路保护器的多光源矿灯；通信、信号和控制装置均采用本质安全型设备。有可能发生静电的管道和设备，均连接成连续的电气通路并接地，接地点不少于两处。为防止人体带电，井下工作人员所穿的工作服、工作鞋必须为防静电产品。 井下主副水仓中设主接地极，各配电点均设局部接地极。所有局部接地极和电气设备的保护接地装置均可靠联接，并同主接地极相连，形成井下总接地网。接地网上任一保护接地点的接地电阻值均不超过2Ω；每一移动式和手持式电气设备至局部接地极之间的保护接地用的电缆芯线和接地连接导线的电阻值不超过1Ω。第九章提升、运输、空气压缩设备第一节提升设备一、提升设备1、主立井提升设备本次改扩建原煤年产量为3.0Mt/a。主立井提升机利用现有的JKMD-3.5×4(Ⅲ)E落地式四绳摩擦式提升机，其主要技术参数：摩擦轮直径Dg=3.50m，天轮直径Dd=3.50m，最大静张力Fze=525kN，最大静张力差Fce=137kN，选用n=40r/min，1250kW低速直联直流电动机驱动，提升机最大运行速度Vmax=7.33m/s。提升容器：井筒内装备一对12t四绳提煤箕斗，箕斗自重26.5t(包括首尾绳悬挂装置及配重)，定重装载12.5t。曲轨上开式扇形门提煤箕斗，同侧装卸载，曲轨开闭。提升钢丝绳选择：提升钢丝绳首绳选择：首绳：36NAT6V×37S＋FC1670803541GB8918-2006型钢丝绳ZZ及SS各两根。尾绳：170×28ZBBP8×4×9147014901160GB/T20119-2006型扁尾绳两根提升系统基本参数主导轮直径：3500mm天轮直径：3500mm钢丝绳最大静张力：Fz煤＝441.17kN钢丝绳最大静张力差：Fc煤＝125.76Kn电动机额定功率：N＝1250kW电动机等效功率：N＝1131.8kW主立井提升系统图见图9-1-1。 考虑建筑结构、卸载高度、过卷高度、整体布置等各种因素，井架下天轮高度44.0m。式中过卷高度取8.5m。提升运动学计算采用五阶段速度图，主立井提升速度图见图9-1-2。提升动力学计算，详见图9-1-2主立井提升力图。提升机配用ABB公司的液压站，具有恒减速和恒力矩制动功能。提升机电控装置全套引进。选用晶闸管变流器供电、全数字计算机直流控制系统；选用高性能PLC控制的提升信号及自动定重装载综合控制系统，直流电控系统与装卸载自动化系统相配合，实现提升机的全自动运行。提升机房两回6kV电源引自矿井工业场地35/6kV变电所，一回工作，一回备用，故障后手动切换。低压380V工作电源引自提升机房辅助干式变压器的低压侧，备用电源引自副井工业场地6kV变电所，故障后手动切换。2、副立井提升设备副立井提升机选用JKMD-3.5×4(Ⅲ)E落地式四绳摩擦式提升机，其主要技术参数：摩擦轮直径Dg=3500mm，天轮直径Dd=3500mm，最大静张力Fze=525kN，最大静张力差Fce=137kN，选用n=36r/min，1000kW低速直联直流电动机驱动，提升机最大运行速度Vmax=6.6m/s。提升容器：井筒内装备一对1.5t矿车双层四车多绳罐笼（一宽一窄），单层装矸，单层乘人。罐笼自重Qc＝18000kg，允许乘人数:宽罐47人,窄罐23人。提矸时，采用1.5t固定箱式矿车承载，自重Qk=980kg。提大件，选用重型平板车运送，Qp=1500kg。提升钢丝绳选择：提升钢丝绳首绳选择：首绳：36NAT6V×37S＋FC1670803541GB8918-2006型钢丝绳ZZ及SS各两根。尾绳：170×28ZBBP8×4×9147014901160GB/T20119-2006型扁尾绳两根提升系统基本参数：主导轮直径：3500mm 天轮直径：3500mm钢丝绳最大静张力及最大静张力差：提升最大件时，对侧加装配重，配重重量为13090kg；提升配重时，对侧加装1车矸石。经计算，提升运行过程中最大静张力及最大静张力差发生在提升最大件时，其值为：Fz大＝467.7kNFc大＝95.6kN提大件时，电动机等效功率N＝803.4kW电动机额定功率：N＝1000kW提升系统瞬时最大静张力差发生在一侧为配重车，另一侧空罐时：Fc舜大＝132kN，设计按此配备闸对数。副立井提升系统图见图9-1-3。考虑建筑结构、整体布置等各种因素，井架下天轮高度27.0m。式中过卷高度取8.5m。提升运动学计算采用五阶段速度图，副立井提升速度图见图9-1-4。提升动力学计算，详见图9-1-4副立井提升力图。提升机配用ABB公司的液压站，具有恒减速和恒力矩制动功能。提升机电控装置选用晶闸管变流器供电、全数字计算机直流控制系统；选用PLC操车控制及信号系统，可实现提升机的半自动、手动及检修等各种运行方式。提升机房两回6kV电源引自矿井工业场地35/6kV变电所，一回工作，一回备用，故障后手动切换。低压380V工作电源引自提升机房辅助干式变压器的低压侧，备用电源引自副井工业场地6kV变电所，故障后手动切换。3、提升机房照明及防护隔离和消防设施主、副立井提升机房采用半地下式布置，设有正常照明、应急照明和事故照明。正常照明采用投光灯，应急照明使用应急荧光灯，在钢丝绳标记处、深度指示器处设事故照明。采用手持行灯作为检修照明用。提升机房所有裸露于室内地面吊装孔、电缆沟等设有钢盖板，平台、扶梯、地坑、吊装孔及电机等旋转部分周围设置有防护栏杆，高、低压电气设备、变压器等配电设施设有警示牌。提升机房按规定设有专用灭火器、沙箱等消防设施。 4、提升设备选型的合理性及运行安全性分析①提升设备的正确选择主、副立井提升机、电动机、提升钢丝绳、提升容器的确定，提升机钢丝绳的安全系数、提升机滚筒（天轮）直径与钢丝绳直径之比、钢丝绳在滚筒上缠绕层数均满足《煤矿安全规程》的有关规定。主井提升机及钢丝绳主要参数校验主导轮直径/钢丝绳直径之比为97＞90主导轮直径/最粗钢丝绳直径之比为1607＞1200允许的钢丝绳安全系数：7.0计算提煤钢丝绳安全系数：8.56＞7.0提升钢丝绳作用在主导轮衬垫上的压强：P＝1.46MPa＜2.0MPa钢丝绳最大静张力：441.17kN＜525kN钢丝绳最大静张力差：125.76kN＜137kN电动机容量储备系数：电动机额定功率：Ne＝1250kW电动机等效功率：N＝1114.5kWNe/N=1.12＞1.1电动机过载倍数：λ=1.14＜0.85×2.2=1.87副井提升机及钢丝绳主要参数校验主导轮直径/钢丝绳直径之比为97＞90主导轮直径/最粗钢丝绳直径之比为1607＞1200钢丝绳安全系数校验：《规程》规定值：M物＝8.2-0.0005H=8.03M人＝9.2-0.0005H=9.03计算钢丝绳安全系数：提物(大件)8.08＞8.03提人13.29＞9.03提升钢丝绳作用在主导轮衬垫上的压强：P＝1.65MPa＜2.0MPa钢丝绳最大静张力：467.7kN＜525kN钢丝绳最大静张力差：132kN＜137kN提大件时电动机容量储备系数：电动机额定功率：Ne＝1000kW电动机等效功率：N＝803.4kW Ne/N=1.24＞1.1电动机过载倍数：λ=1.11＜0.85×2.2=1.87注：提升大件时，对侧配13090kg的重物；提配重时，对侧加装一车矸石重3680kg。钢丝绳最大静张力发生在提升大件时，瞬时最大静张力差发生在一侧为配重车，另一侧空罐时。②提升系统合理设计主、副立井提升系统各种载荷、各种提升状态下，保险闸所能产生的制动减速度的计算值，均不超过其滑动极限，当保险闸发生作用时，钢丝绳都不出现滑动；提升机滚筒直径、天轮直径与钢丝绳直径之比均为97＞90，钢丝绳在摩擦轮上的围包角：主井为182.42°＞180°，副井为183.29°＞180°。过卷高度或过放距离满足《煤矿安全规程》的有关规定，并安设有性能可靠的防过卷、缓冲装置。③制动系统安全可靠主、副立井提升设备均选配用恒减速制动液压站。上提、下放安全制动减速度均满足《煤矿安全规程》的有关规定。④可靠的供电电源提升机房高压10kV及低压380V均采用双回路供电方式，一回高、低电源停止供电时，另一电源回路保证提升机房的全部负荷运行，确保提升机房供电电源的安全可靠。电控系统配备有UPS不间断电源，以便在主电源故障情况下，能够使提升机实现可靠的安全制动，紧急停车。提升信号电源设专用电源变压器。⑤高可靠性的电控系统，完善的保护装置主、副立井提升机直流电控装置采用晶闸管变流器供电、全数字化计算机控制系统，选用高性能的可编程控制器，直流调速装置、提升控制、行程监控、闸控系统等设置各自独立的控制器，各控制器采用总线通讯方式，电控系统具有完善的故障自诊断功能及显示装置。电控系统设有完善的电气保护及必要的联锁和保护回路，其保护符合2010版《煤矿安全规程》第427条的规定。二、运行参数1、主立井提升设备运行参数 箕斗提升采用六阶段提升速度图正常最大提升速度7.33m/s检查井筒及验绳速度:一般为0.3～0.5m/s，最大不超过2m/s曲轨运行速度0.5m/s主加速度：0.5m/s2主减速度:0.6m/s2过卷高度与过放距离:过卷8.5m，过放8m主立井提升能力：每一提升循环时间69.18s，按年工作日330d，每天提升16h，计入1.1提升不均衡系数计算，每年可提升煤炭3.12Mt/a，能够满足矿井本次改扩建年提升能力3.0Mt/a的要求，其富裕系数为1.04。2、副立井提升设备运行参数罐笼提升采用五阶段提升速度图，提炸药及雷管采用Ｖ=1m/s低速运行。正常最大提升速度6.6m/s检查井筒及验绳速度:一般为0.3～0.5m/s，最大不超过2m/s爬行速度0.5m/s主加速度：0.5m/s2主减速度:0.5m/s2过卷高度与过放距离:过卷8.5m，过放8m经计算，一次提升循环时间：提矸：Tq=77.76s，提料：Tq=127.76s提人：Tq=110.76s，提药：Tq=700s。最大班作业时间：2.09h＜6h,最大班工人下井时间：5.54min＜40min。三、提升机安全制动1、主立井提升设备●制动力矩的确定提升煤炭最大静张力差为Fjc=125.76kN，所有闸投入时要求制动力≥3×125.76kN=377.28kN(滚筒边)，以满足《煤矿安全规程》第432 条规定，闸对数由制动系统生产厂计算并提供。制动系统采用双闸盘液压盘式制动器，且对称布置安装。根据需要可以实现工作制动和安全制动，其最大制动力矩至少为实际最大静力矩的3倍，并留有一定裕量。●制动减速度提升机制动系统引进ABB公司产品，液压站具有恒减速和恒力矩制动功能，各种载荷不论上提或下放，安全制动减速度均为1.5m/s2。当恒减速制动失效后，系统无条件转入二级恒力矩制动，二级制动的一级制动减速度应满足要求：下放重载时不得小于1.5m/s2，提升重载时不得超过5m/s2，且不得超过钢丝绳的滑动极限减速度。根据提升系统，经计算钢丝绳在滚筒上的围抱角α=182.40°，取摩擦衬垫的摩擦系数μ=0.25，,给定制动力(滚筒边)Fzd=285kN，则不同提升状态下的钢丝绳滑动极限减速度及给定制动力下的安全制动实际减速度详见表9-1-1。表9-1-1主井钢丝绳滑动极限减速度及安全制动减速度钢丝绳在滚筒上的围抱角α＝182.4°衬垫摩擦系数μ=0.25给定制动力(滚筒边)Fzd=285kN箕斗总重26000kg重载侧(kg)轻载侧(kg)上提减速度下放减速度钢丝绳滑动安全制动钢丝绳滑动安全制动煤炭1200004.143.651.891.50空箕斗002.962.903.002.932、副立井提升设备制动力矩的确定按最不利工况，一侧为配重车、另一侧为空罐，最大静张力差为Fjc=132kN配闸对数。所有闸投入时要求制动力≥3×132kN=396kN(滚筒边),以满足《煤矿安全规程》第432条规定。●制动减速度提升机制动系统引进ABB公司产品，液压站具有恒减速和恒力矩制动功能，各种载荷不论上提或下放，安全制动减速度均为1.5m/s2。当恒减速制动失效后，系统无条件转入二级恒力矩制动，二级制动的一级制动减速度应满足要求：下放重载时不得小于1.5m/s2，提升重载时不得超过5m/s2，且不得超过钢丝绳的滑动极限减速度。 根据提升系统，经计算钢丝绳在滚筒上的围抱角α＝183.3°，取摩擦衬垫的摩擦系数μ=0.25，给定制动力(滚筒边)：提大件及配重时Fzd=269kN，正常作业时Fzd=209kN，则不同提升状态下的钢丝绳滑动极限减速度及给定制动力下的安全制动实际减速度详见表9-1-2。表9-1-2副井钢丝绳滑动极限减速度及安全制动减速度钢丝绳在滚筒上的围抱角α＝183.3°衬垫摩擦系数μ=0.25给定制动力(滚筒边)提大件及配重时Fzd=269kN，正常作业时Fzd=209kN，罐笼总重18000kg重载侧(kg)轻载侧(kg)上提减速度下放减速度钢丝绳滑动安全制动钢丝绳滑动安全制动大件22500130903.973.092.371.50配重1309036804.023.692.041.83人员376003.402.902.481.76矸石736019603.612.902.372.06空罐002.882.572.932.62附注：提升大件时：大件重22500kg(含车重)，对侧配重13090kg提升配重时：配重重13090kg，对侧二次配重，加一车矸3680kg提升人员时：按大罐装47人总重3760kg，最不利对侧空罐计提升矸石时：按两车矸石总重7360kg(含车重)，对侧两辆空矿车1960kg计四、提升机机电保护装置及电气保护1、主立井提升设备①高可靠性的电控系统，完善的保护装置提升机直流电控装置采用晶闸管变流器供电、全数字化计算机控制系统，选用高性能的可编程控制器，直流调速装置、提升控制、行程监控、闸控系统等设置各自独立的控制器，各控制器采用总线通讯方式，电控系统具有完善的故障自诊断功能及显示装置。井筒装卸载自动化控制系统及提升信号系统与主控系统采用总线通讯方式进行信息交换。系统的所有操作与保护均以PLC进行控制，这就使得电控系统的各个环节的控制参数均可非常方便地进行调整，组态更为灵活，高度集成化使系统的故障率大大降低。直流调速系统：采用计算机控制，实现速度、电流双闭环控制，具有变流器过载、电枢过电压、错相、电动机过载、过速、瞬间过电流、位置保护和速度反馈信号监视等保护功能。提升控制系统：采用以PLC为核心的分布式控制系统，提升控制PLC采用 ABB的AC800M控制器，接受来自于直流调速装置、行程监控PLC、闸控系统、提升信号系统、安全回路、操作台等的信号，按照提升要求，对直流调速装置、润滑油泵、液压油泵等各种电气设备进行控制，在故障时自动进行报警及安全保护。提升行程监控系统：行程监控系统对提升容器的速度和行程进行计算并予以显示，对提升控制PLC及提升机的运行进行监视及保护。安全回路：提升机电控系统中，设有必要的联锁和保护装置，系统中的安全回路双重化，一套由PLC构成，另一套为继电器直动回路，独立运行，互为冗余。控制系统具有的功能、实现的主要保护：A．完成提升机自动、手动、检修、慢动、紧急开车等运行方式的控制要求。B．监视提升系统各路电源状况。C．完成提升机工艺所要求的控制功能。D．实现对调速系统速度给定的控制。E．实现对恒减速液压制动系统的控制。F．实现连续速度包络线监视保护和逐点速度监视保护。G．实现数字行程给定，定位精度≤│2│cm。H．完成提升位置闭环控制，实现位置的多重同步监视、校验等功能。I．实现完善的保护功能，对于全程包络线超速、过卷、减速等安全保护具有多重独立保护。同时，还能完成定点速度、过负荷、欠电压、减速过速、等速过速、井筒开关、电机电枢及励磁绕组温度、主轴轴承温度、天轮轴承温度、钢丝绳滑动、闸瓦磨损、弹簧疲劳、闸盘偏摆等监控与保护功能，并与安全回路或一次开车回路联锁，报警和自动保护。保护功能按下列三类设置：a．立即施闸的紧急停车下列各类故障，实施安全制动并发出声光报警：——高、低压电源断电。——直流快开跳闸。——主回路过电压或接地。——电枢过电流。 ——励磁回路失电源、过电流、磁场失磁。——调节装置电源故障。——整流装置故障。——零位继电器断电。——错向操作。——制动油路系统故障。——监控器与主轴失联。——控制计算机故障。——提升容器过卷。——提升速度超过最大速度15%及减速段过速10%。——提升容器到达终端位置时的速度超过2m/s。——钢丝绳滑动超限。——按下安全制动按钮。——等其它b．不影响提升机本周期运行，但不允许下周期开车的故障有：——电机温度和主轴承温度超限。——运行过程中通风机故障——整流变压器温度偏高c．先电气制动减速再安全制动d．报警类故障②主立井装卸载控制及提升信号系统为了保证主立井提升设备正常、安全的运行，提升信号系统及自动定重装载综合控制系统，可按照装卸载设备的操作程序及预置的逻辑闭锁关系，起停相关设备，自动完成装卸载的全过程，实现提升机的全自动运行。也可按照闭锁关系，进行手动操作，完成装载的过程，实现提升机的半自动运行。装载站PLC、卸载站PLC、提升机房提升控制PLC之间采用总线通讯与I/O传输并用的方式。提升机控制系统与提升信号相闭锁。在装载站、卸载站及提升机房之间，设置提升信号装置及用于正常通话联络的直通电话，同时还设置用于井筒检查的无线电通讯装置。 为了安全可靠起见，装卸载控制系统与主立井提升信号系统之间设有必要的联锁：装载定量斗门开闭位置、箕斗门开闭装置位置与提升信号闭锁：定量斗门关不到位发不出开车信号；箕斗门开闭装置下放不到位发不出开车信号。装卸载与提升信号联锁：装载不完成，卸载不完毕，发不出开车信号。③.主立井提升设备机械保护装置主立井采用刚性罐道运行，罐道为冷弯方管罐道，井口上盘制动，井底下盘制动，本箕斗属多绳提升，在井口采用了GHT8型吸能防撞及托罐装置；吸能防撞梁是由吸能平台与防撞梁来构成的，其托罐功能靠吸能平台的自锁锁与箕斗上的托罐锁杆构成。正常提升时，箕斗不能接触吸能平台；当出现过卷时，箕斗冲上吸能平台，首先托罐锁杆进入锁孔，此时箕斗在提升系统动能作用下，向上运行，带动吸能平台上行，吸能平台上的吸能装置在下生根钢丝绳的拉动下转动吸收能量。当吸能平台到达防撞梁位置，吸能平台被限位，与防撞梁构成防撞体系。箕斗被锁定在吸能平台上，反向下落距离小于100mm，满足2011年版《煤矿安全规程》小于500mm的要求，全程柔性托罐，托罐锁解锁方便。井底采用防墩罐装置，其主要是由吸能器及防礅托盘组成。吸能器安装在罐道梁上，吸能器上缠绕有钢丝绳，钢丝绳的另一端与防礅托盘连接，当提升容器高速过放时，箕斗首先与防礅托盘接触，防礅托盘拉动吸能器的滚筒转动，吸能器滚筒的转动阻力是一定的，箕斗在吸能器缓冲阻力作用下以一定的减速度平稳停车，性能可靠，并可重复使用，解锁方便，设备恢复迅速。井底箕斗比井口箕斗提前0.5m碰防撞梁。如发生过卷、墩罐事故后便于较快的恢复生产。井口过卷高度和井底过放距离均大于10m，符合2011年版《煤矿安全规程》397条规定。根据2011年版《煤矿安全规程》382条规定：提升装置的最大载重量和最大载重差，在井口做标识。严禁超载和超载重差运行。为了满足上述规定，井下煤仓的原煤由给料机送至带式输送机上，通过机头溜槽卸入ZLGY-12型定量斗，该设备具有定重兼定容功能。确保最大载重量和最大载重差。井上、井下设置了稳罐装置，确保箕斗在装、卸载时位置的稳定性。井底还设有尾绳保护装置，防止尾绳扭转缠绕。2、副立井提升设备①高可靠性的电控系统，完善的保护装置 提升机直流电控装置采用晶闸管变流器供电、全数字化计算机控制系统、选用高性能的可编程控制器，直流调速装置、提升控制、行程监控、闸控系统等设置各自独立的控制器，各控制器采用总线通讯方式，电控系统具有完善的故障自诊断功能及显示装置。操车控制系统及提升信号系统与主控系统采用总线通讯方式进行信息交换。系统的所有操作与保护均以PLC进行控制，这就使得电控系统的各个环节的控制参数均可非常方便地进行调整，组态更为灵活，高度集成化使系统的故障率大大降低。调节部分：采用SIEMENS公司生产的SIMADYN-D全数字调速电控系统，构成提升机速度和电流双闭环调节，实现电枢回路和磁场回路的各种故障保护。提升控制及操作保护部分：提升机操作保护部分由一台PLC构成，实现各种故障保护及闭锁。提升行程监控系统：行程监控系统由行程监控PLC、轴编码器和井筒同步开关构成，对提升容器的速度和行程位置与设定的行程参数进行逻辑运算处理，实现提升全过程的位置、速度监控。操作PLC与行程监控PLC相互保护，相互监督。安全回路提升机电控系统中，设有必要的联锁和保护装置，系统中的安全回路双重化，一套由PLC构成，另一套为继电器直动回路，独立运行，互为冗余。控制系统具有的功能、实现的主要保护：A．完成提升机半自动、手动、检修、慢动、紧急开车等运行方式的控制要求。B．监视提升系统各路电源状况。C．完成提升机工艺所要求的控制功能。D．实现对调速系统速度给定的控制。E．实现对恒减速液压制动系统的控制。F．实现连续速度包络线监视保护和逐点速度监视保护。G．实现数字行程给定，定位精度≤│2│cm。H．完成提升位置闭环控制，实现位置的多重同步监视、校验等功能。I ．实现完善的保护功能，对于全程包络线超速、过卷、减速等安全保护具有多重独立保护。同时，还能完成定点速度、过负荷、欠电压、减速过速、等速过速、井筒开关、电机电枢及励磁绕组温度、主轴轴承温度、天轮轴承温度、钢丝绳滑动、闸瓦磨损、弹簧疲劳、闸盘偏摆等监控与保护功能，并与安全回路或一次开车回路联锁，报警和自动保护。保护功能按下列三类设置：a．立即施闸的紧急停车。下列各类故障，实施安全制动并发出声光报警：——高、低压电源断电。——直流快开跳闸。——主回路过电压或接地。——电枢过电流。——励磁回路失电源、过电流、磁场失磁。——调节装置电源故障。——整流装置故障。——零位继电器断电。——错向操作。——制动油路系统故障。——监控器与主轴失联。——控制计算机故障。——提升容器过卷。——提升速度超过最大速度15%及减速段过速10%。——提升容器到达终端位置时的速度超过2m/s。——钢丝绳滑动超限。——按下安全制动按钮。——等其它b．不影响提升机本周期运行，但不允许下周期开车的故障有：——电机温度和主轴承温度超限。——运行过程中通风机故障——整流变压器温度偏高c．先电气制动减速再安全制动d．报警类故障 ②副立井操车控制及提升信号系统为了保证副立井提升设备正常、安全的运行，设有电液操车控制系统及副立井提升信号装置。为保证提升信号准确无误、安全有效，井底信号必须经由井口信号工转发，不得越过井口信号工直接向提升机司机发信号。另外，提升信号装置与提升机控制回路相闭锁，只有在井口信号工发出开车信号后，提升机才能启动。提升信号系统声光兼备，具有记忆功能，提人、提物、检修时信号标志清晰且与提升机运行状态联锁，在井底、井口及提升机房之间设置用于正常通话联络的直通电话，同时还设置用于井筒检查的无线电通讯装置。为了安全可靠起见，电液操车控制系统与副立井提升信号装置之间存在着必要的联锁。井口、井底的安全门与提升信号系统的联锁：罐笼到位并发出停车信号后安全门才能打开；安全门关闭后才能发出开车信号；发出开车信号后，安全门打不开。摇台、阻车器和提升信号系统的联锁：罐笼未到位，放不下摇台，打不开阻车器；摇台未抬起，阻车器未关闭，发不出开车信号。③.副立井提升设备机械保护装置副立井在进出车处设四角稳罐罐道，在井上过卷段设GHT8型防过卷缓冲托罐装置，在井底过放段设NB4型防墩罐装置，在井上下过卷、过放段还设有过卷开关和防撞梁等安全设施，井口上盘制动，井底下盘制动。在井口采用了GHT8型吸能防撞及托罐装置；吸能防撞梁是由吸能平台与防撞梁来构成的，其托罐功能靠吸能平台的自锁锁与罐笼上的托罐锁杆构成。正常提升时，罐笼不能接触吸能平台；当出现过卷时，罐笼冲上吸能平台，首先托罐锁杆进入锁孔，此时容器在提升系统动能作用下，向上运行，带动吸能平台上行，吸能平台上的吸能装置在下生根钢丝绳的拉动下转动吸收能量。当吸能平台到达防撞梁位置，吸能平台被限位，与防撞梁构成防撞体系。罐笼被锁定在吸能平台上，反向下落距离小于100mm，满足2011年版《煤矿安全规程》小于500mm的要求，全程柔性托罐，托罐锁解锁方便。 井底采用防墩罐装置，其主要是由吸能器及防礅托盘组成。吸能器安装在罐道梁上，吸能器上缠绕有钢丝绳，钢丝绳的另一端与防礅托盘连接，当提升容器高速过放时，罐笼首先与防礅托盘接触，防礅托盘拉动吸能器的滚筒转动，吸能器滚筒的转动阻力是一定的，罐笼在吸能器缓冲阻力作用下以一定的减速度平稳停车，保证人员的安全，性能可靠，并可重复使用，设备恢复迅速。井底罐笼比井口罐笼提前0.5m碰防撞梁。如发生过卷、墩罐事故后便于较快的恢复生产。井口过卷高度和井底过放距离均大于10m，符合2011年版《煤矿安全规程》397条规定。提升和下放人员时，罐笼在井口、井底稳定后，摇台放下，安全门打开，人员进出，经安全检查后，安全门关闭，摇台抬起，罐笼开始运行。井口、井底的安全门必须与罐位和提升信号联锁，换言之，罐笼到位并发出停车信号后安全门才能打开；安全门未关闭，只能发出调平和换层信号，但不发出开车信号；安全门关闭后才能发出开车信号；发出开车信号后，安全门打不开。井口、井底设置了摇台，并与罐笼停止位置、阻车器和提升信号系统联锁：罐笼未到位，放不下摇台，打不开阻车器；摇台未抬起，阻车器未关闭，发不出开车信号。在井底设有望板及淋水棚等，出车侧淋水棚带有滑道，下长材时，可将淋水棚移开。不下长材时，望板及淋雨棚的设置，免除了异物及淋水坠入，产生人身及机电设备事故。井底还设有尾绳保护装置，防止尾绳扭转缠绕。五、井底煤仓防止人员坠落、水煤溃泄、堵仓等事故的措施井底布置有井底煤仓，为防止人员坠落、水煤溃泄、堵仓等事故的发生，制定以下安全措施：1、煤仓上部设有菱形花纹钢板盖板，盖板上设有煤仓检查孔活动盖板，盖板下500mm处设有网孔尺寸为300×300mm的铁篦子，并在煤仓周围设有防护栏杆，防止人员坠落溜煤眼。2、在井底煤仓斜壁安设防堵仓的空气炮四台，其型号为PF(D)-300-612型，容积：300L,工作压力：0.4～0.8MPa。3、防止煤仓水煤溃泄措施(1)要求各采掘工作面必须从源头抓好治水工作，做好抽、排、疏、堵等具体工作，严禁水煤上系统。(2)严禁煤仓兼做流水道，如煤仓内有淋水时，必须采取封堵疏干措施，没有得到妥善处理不得使用。 (3)工作面因客观因素存在水煤的，必须在煤仓中或拉运设备上存有干煤的情况下，方可拉运。(4)确保行人畅通无阻并距给煤机前8m以外地段，工长应指挥给煤机司机问歇性地开动给煤机，促使煤仓的水煤在安全栅栏门的控制下，定量地向外流出。第二节胶带运输设备大巷煤炭运输方式采用胶带输送机。矿井目前主要煤炭运输大巷为+666m水平胶带大巷和二采区集中胶带大巷。当一采区采煤、二采区准备时，主要煤炭运输大巷为+666m水平胶带大巷；当二采区采煤、一采区准备时，主要煤炭运输大巷为+666m水平胶带大巷和二采区集中胶带大巷。一、+666m水平胶带大巷1号带式输送机备㈠主要技术参数本带式输送机已安装，其主要技术参数如下：带宽：B=1200mm输送量：Q=1200t/h尾部至头部水平距离：Lh=1271.463m尾部至头部倾角：α=0°～16°～0°提升高度：H=74.973m带速：v=3.15m/s驱动方式：采用头部双滚筒四电机，调速型液力偶合器软驱动。电动机：YB400S2-4型(防爆)，N=220kW，IP54，6kV，四台，空-空冷却；减速器：M3PSF60型，i=25，D=1000mm，硬齿面，带风扇和逆止器，四台(SEW产品)；调速型液力偶合器：24KPTG/S型，四台(TRANSFLUID防爆产品)；制动器：NB400+TF60/50+RG型，四台，防爆产品。胶带：带强ST1250N/mm钢丝绳芯胶带，抗静电、阻燃，满足MT668-97标准。拉紧装置：防爆型液压绞车自动拉紧装置YZL-100型，一套。+666m水平胶带大巷1号带式输送机布置见图9-2-1。 ㈡主要技术参数的校验胶带宽度B和带速v的选择：当带宽B=1200mm，带速v=3.15m/s，堆积角取θ=20°，槽角λ=35°时，其小时输送量根据ISO5048式计算如下：Q=3600Svkρ=3600×0.16506×3.15×0.89×0.9=1499.3t/h>1200t/h。满足要求。输送带上每米物料的质量：q=Q/3.6v=1200/(3.6×3.15)=105.820kg/m承载分支每米机长托辊旋转部分质量：q1=20.8kg/m承载分支托辊间距1.5m回程分支每米机长托辊旋转部分质量：q2=6.7kg/m回程分支托辊间距3.0m选用钢丝绳芯胶带，带强1250N/mm每米输送带的质量：q0=34.8kg/m取阻力系数ω=0.03(已考虑附加阻力)重力加速度：g=9.81m/s2⑴阻力和电机功率验算：上分支运行阻力：F1=（q＋q0＋q1）×Lh×ω×g=60402.0N下分支运行阻力：F2=（q0＋q2）×Lh×ω×g=15529.0N物料提升阻力：F3=q×H×g=77829.5N总圆周力：P=F1+F2+F3=153760.5N轴功率计算：N0=P×v/1000=484.3kW电动机功率：N=K×N0=678.1kW，K=1.4（考虑传动效率）电动机：YB400S2-4型(防爆)，N=220kW，6kV，四台，总功率N=4×220=880kW，满足要求。⑵张力计算：采用头部双传动滚筒、四电机驱动方式，功率配比2：2。P1：P2=1：1，P1=P2=P×1/2。 则有：P1=S1-S1－2，P2=S1－2-S2上胶带1%垂度要求最小张力Smin=15×（q0+q）×g=20692.2N下胶带1%垂度要求最小张力Smin=37.5×q0×g=12802.1N最小张力S3=45665.1N＞Smin其张力计算结果如下：头部：S1=209491.6NS2=55731.1NS1-2=132611.4N尾部：S3=45665.1NS4=45665.1N⑶防滑验算：传动滚筒围包角：α1=200°　α2=200°滚筒摩擦系数：μ=0.25，自动拉紧，起动系数A=1总围包角验算：S1×A/S2=3.76＜e（α1＋α2）=5.73，通过第一个传动滚筒围包角验算：S1/S1—2=1.58＜eμ1α1=2.39，通过第二个传动滚筒围包角验算：S1-2/S2=2.38＜eμ2α2=2.39，通过⑷胶带安全系数：m=ST×B/S1=7.16＞7，满足要求。⑸传动滚筒轴上逆止力矩计算：(取ω=0.012)Mt=K1×[F3-(2q0+q1+q2+q）×Lh×ω×g)]×D/2=47457.1N·m传动滚筒直径：D=1000mm工况系数：K1=2.0M3PSF60型减速器配套RBI50型逆止器，设计要求其额定逆止力矩M=70kN·m大于输送机传动滚筒轴上逆止器所需额定逆止力矩Mt=47.4571kN·m，满足带式输送机防逆转的要求。⑹传动滚筒直径验算：带强St=1250N/mm的阻燃、抗静电胶带，钢丝绳最大直径dB=4.5mm，所需传动滚筒最小直径D=145×dB=652.5mm。选用的传动滚筒直径D=1000mm，大于输送机所需传动滚筒最小直径652.5mm，满足要求。⑺拉紧装置： 拉紧装置设在输送机尾部，输送机所需要的拉紧力：F=S3+S4=91330.2N=91.3kN。选用的防爆型液压绞车自动拉紧装置YZL-100型，最大拉紧力Fmax=100kN，最大拉紧力Fmax大于输送机所需要的拉紧力（Fmax>F），满足要求。㈢运行参数+666m水平胶带大巷1号带式输送机设计小时输送量为Q=1200t/h。㈣+666m水平胶带大巷1号带式输送机供电与传动传动方式及设备：驱动方式：采用头部双滚筒四电机，调速型液力偶合器软驱动。电动机：YB400S2-4型(防爆)，N=220kW，IP54，6kV，四台，空-空冷却；减速器：M3PSF60型，i=25，D=1000mm，硬齿面，带风扇和逆止器，四台(SEW产品)；调速型液力偶合器：24KPTG/S型，四台(TRANSFLUID防爆产品)；制动器：NB400+TF60/50+RG型，四台，防爆产品。胶带：带强ST1250N/mm钢丝绳芯胶带，抗静电、阻燃，满足MT668-97标准。拉紧装置：防爆型液压绞车自动拉紧装置YZL-100型，一套。+666m水平胶带大巷1号带式输送机采用意大利TRANSFLUIDKPT调速型液力偶合器驱动方式。其控制循环圆充油液量的方法是一种专利，更为简单、经济、可靠。使用一个小容量的变频器控制充液油泵的电机转速可以获得更为宽广的速度调节范围。在KPT液力偶合器的输出轮外缘上有许多节流塞，循环圆中的油液通过这些节流塞持续泄油。由于这些节流塞与输出轴相连，所以，泄油量与输出轴的转速密切相关(离心压力的原因)。当被驱动机械的载荷增加/减少时，液力偶合器的速度将减少/增加，通过节流塞的泄油量将减少/增加；因为变频电机在确定的信号下速度恒定，使充液流量恒定，所以液力偶合器循环圆中的油液量将增加/减少，液力偶合器的力矩传递能力将增加/减少，使液力偶合器输出轴努力恢复原有设定的输出速度，直至通过节流塞的泄油量与供油泵的充液量相等为止。 上述工作原理使KPT成为一种非常稳定的调速装置，不会因载荷变化而达到最大速度和闷车；可以根据改变充油量来调节速度和实现多机驱动功率平衡。由此可见KPT调速型液力偶合器软起动方式可避免带式输送机起动力过大、加速度过大而造成的带式输送机喘振、设备运转不稳定及多台电动机驱动产生的负荷不均衡现象；可以降低起动张力和起动对设备的冲击。采用NB400+TF60/50+RG型可控制动器可实现可控制动停车。在机头、机尾和拉紧装置处设置了防护栏，防止人员与滚筒相接触，设置了制动器、逆止器及联轴器护罩。+666m水平胶带大巷1号带式输送机采用防爆型液压绞车自动拉紧装置，该装置起动时松边的胶带能被及时拉紧，大大改善起动特性，能自动实现胶带起动时张力大(正常运行的1.5倍)，正常运行时的张力小，以满足胶带起动时防止打滑及胶带正常运行时对张紧力的不同要求，降低正常运行时胶带张力，提高带式输送机的安全性能，延长带式输送机的使用寿命。采用液压绞车自动拉紧装置实现拉紧力任意调节，拉紧装置会及时补偿胶带的伸长量，保证胶带张力恒定，避免拉紧力下降、“飘带”和断带事故的发生。井下设有4个胶带机配电点，分别为+666水平胶带大巷1号带式输送机配电点、+666水平胶带大巷2号带式输送机配电点、二采区集中胶带大巷1号带式输送机配电点、二采区集中胶带大巷2号带式输送机配电点。+666水平胶带大巷1号带式输送机配电点的6kV电源均引自井底主变电所6kV母线，带式输送机配电点以6kV电压向各带式输送机主电机供电，以660V电压向各带式输送机的附属设备、拉紧绞车及相应胶带大巷的低压负荷供电。二、+666m水平胶带大巷2号带式输送机㈠主要技术参数本带式输送机已安装，其主要技术参数如下：带宽：B=1200mm输送量：Q=1200t/h尾部至头部水平距离：Lh=2500m尾部至头部倾角：α=0°提升高度：H=0m带速：v=3.15m/s 驱动方式：采用头部双滚筒四电机，调速型液力偶合器软驱动。电动机：YB400S2-4型(防爆)，N=220kW，IP54，6kV，四台，空-空冷却；减速器：M3PSF60型，i=25，D=1000mm，硬齿面，带风扇，四台(SEW产品)；调速型液力偶合器：24KPTG/S型，四台(TRANSFLUID防爆产品)；制动器：NB400+TF60/50+RG型，四台，防爆产品。胶带：带强ST1600N/mm钢丝绳芯胶带，抗静电、阻燃，满足MT668-97标准。拉紧装置：防爆型液压绞车自动拉紧装置YZLA-250型，一套。+666m水平胶带大巷2号带式输送机布置见图9-2-2。㈡主要技术参数的校验胶带宽度B和带速v的选择：当带宽B=1200mm，带速v=3.15m/s，堆积角取θ=20°，槽角λ=35°时，其小时输送量根据ISO5048式计算如下：Q=3600Svkρ=3600×0.16506×3.15×1×0.9=1684.6t/h>1200t/h。满足要求。输送带上每米物料的质量：q=Q/3.6v=1200/(3.6×3.15)=105.820kg/m承载分支每米机长托辊旋转部分质量：q1=20.8kg/m承载分支托辊间距1.5m回程分支每米机长托辊旋转部分质量：q2=6.7kg/m回程分支托辊间距3.0m选用钢丝绳芯胶带，带强1600N/mm每米输送带的质量：q0=37.2kg/m取阻力系数ω=0.03(已考虑附加阻力)重力加速度：g=9.81m/s2⑴阻力和电机功率验算：上分支运行阻力：F1=（q＋q0＋q1）×Lh×ω×g=120530.6N 下分支运行阻力：F2=（q0＋q2）×Lh×ω×g=32299.4N物料提升阻力：F3=q×H×g=0N总圆周力：P=F1+F2+F3=152830.1N轴功率计算：N0=P×v/1000=481.4kW电动机功率：N=K×N0=674.0kW，K=1.4（考虑传动效率）电动机：YB400S2-4型(防爆)，N=220kW，6kV，四台，总功率N=4×220=880kW，满足要求。⑵张力计算：采用头部双传动滚筒、四电机驱动方式，功率配比2：2。P1：P2=1：1，P1=P2=P×1/2。则有：P1=S1-S1－2，P2=S1－2-S2上胶带1%垂度要求最小张力Smin=15×（q0+q）×g=21045.4N下胶带1%垂度要求最小张力Smin=37.5×q0×g=13685.0N最小张力S2=55393.9N＞Smin，满足悬垂度要求。其张力计算结果如下：头部：S1=208224.0NS2=55393.9NS1-2=131808.9N尾部：S3=87693.3NS4=87693.3N⑶防滑验算：传动滚筒围包角：α1=200°　α2=200°滚筒摩擦系数：μ=0.25，自动拉紧，起动系数A=1总围包角验算：S1×A/S2=3.76＜e（α1＋α2）=5.73，通过第一个传动滚筒围包角验算：S1/S1—2=1.58＜eμ1α1=2.39，通过第二个传动滚筒围包角验算：S1-2/S2=2.38＜eμ2α2=2.39，通过⑷胶带安全系数：m=ST×B/S1=9.22＞7，满足要求。⑸传动滚筒直径验算：带强St=1600N/mm的阻燃、抗静电胶带，钢丝绳最大直径dB=5.0mm ，所需传动滚筒最小直径D=145×dB=725mm。选用的传动滚筒直径D=1000mm，大于输送机所需传动滚筒最小直径725mm，满足要求。⑹拉紧装置：拉紧装置设在输送机尾部，输送机所需要的拉紧力：F=S3+S4=175386.6N=175.4kN。选用的防爆型液压绞车自动拉紧装置YZL-250型，最大拉紧力Fmax=250kN，最大拉紧力Fmax大于输送机所需要的拉紧力（Fmax>F），满足要求。㈢运行参数+666m水平胶带大巷2号带式输送机设计小时输送量为Q=1200t/h。㈣+666m水平胶带大巷2号带式输送机供电与传动传动方式及设备：驱动方式：采用头部双滚筒四电机，调速型液力偶合器软驱动。电动机：YB400S2-4型(防爆)，N=220kW，IP54，6kV，四台，空-空冷却；减速器：M3PSF60型，i=25，D=1000mm，硬齿面，带风扇，四台(SEW产品)；调速型液力偶合器：24KPTG/S型，四台(TRANSFLUID防爆产品)；制动器：NB400+TF60/50+RG型，四台，防爆产品。胶带：带强ST1600N/mm钢丝绳芯胶带，抗静电、阻燃，满足MT668-97标准。拉紧装置：防爆型液压绞车自动拉紧装置YZLA-250型，一套。+666m水平胶带大巷2号带式输送机采用意大利TRANSFLUIDKPT调速型液力偶合器驱动方式。其原理及对胶带输送机的保护作用见前述内容。采用NB400+TF60/50+RG型可控制动器可实现可控制动停车。在机头、机尾和拉紧装置处设置了防护栏，防止人员与滚筒相接触，设置了制动器及联轴器护罩。+666m水平胶带大巷2号带式输送机采用防爆型液压绞车自动拉紧装置。井下设有4个胶带机配电点，分别为+666水平胶带大巷1号带式输送机配电点、+666水平胶带大巷2号带式输送机配电点、二采区集中胶带大巷1号带式输送机配电点、二采区集中胶带大巷2号带式输送机配电点。 +666水平胶带大巷2号带式输送机配电点的6kV电源引自+666水平胶带大巷1号带式输送机配电点6kV母线，各带式输送机配电点以6kV电压向各带式输送机主电机供电，以660V电压向各带式输送机的附属设备、拉紧绞车及相应胶带大巷的低压负荷供电。三、二采区集中胶带大巷1号带式输送机㈠主要技术参数本带式输送机已安装，其主要技术参数如下：带宽：B=1200mm输送量：Q=1000t/h尾部至头部水平距离：Lh=1437.377m尾部至头部倾角：α=3°～13°～0°提升高度：H=108.192m带速：v=3.15m/s驱动方式：采用头部双滚筒四电机，调速型液力偶合器软驱动。电动机：YB400S2-4型(防爆)，N=220kW，IP54，6kV，四台，空-空冷却；减速器：M3PSF60型，i=25，D=1000mm，硬齿面，带风扇和逆止器，四台(SEW产品)；调速型液力偶合器：24KPTG/S型，四台(TRANSFLUID防爆产品)；制动器：BLYZ-500/4型，一台，防爆产品。胶带：带强ST1600N/mm钢丝绳芯胶带，抗静电、阻燃，满足MT668-97标准。拉紧装置：防爆型液压绞车自动拉紧装置YZLA-250型，一套。二采区集中胶带大巷1号带式输送机布置见图9-2-3。㈡主要技术参数的校验胶带宽度B和带速v的选择：当带宽B=1200mm，带速v=3.15m/s，堆积角取θ=20°，槽角λ=35°时，其小时输送量根据ISO5048式计算如下：Q=3600Svkρ=3600×0.16506×3.15×0.92×0.9=1549.8t/h>1000t/h。 满足要求。输送带上每米物料的质量：q=Q/3.6v=1000/(3.6×3.15)=88.183kg/m承载分支每米机长托辊旋转部分质量：q1=20.8kg/m承载分支托辊间距1.5m回程分支每米机长托辊旋转部分质量：q2=6.7kg/m回程分支托辊间距3.0m选用钢丝绳芯胶带，带强1600N/mm每米输送带的质量：q0=37.2kg/m取阻力系数ω=0.03重力加速度：g=9.81m/s2⑴阻力和电机功率验算：上分支运行阻力：F1=（q＋q0＋q1）×Lh×ω×g=61838.5N下分支运行阻力：F2=（q0＋q2）×Lh×ω×g=18570.6N物料提升阻力：F3=q×H×g=93594.5N总圆周力：P=F1+F2+F3=174003.6N轴功率计算：N0=P×v/1000=548.1kW电动机功率：N=K×N0=767.4kW，K=1.4（考虑传动效率）电动机：YB400S2-4型(防爆)，N=220kW，6kV，四台，总功率N=4×220=880kW，满足要求。⑵张力计算：采用头部双传动滚筒、四电机驱动方式，功率配比2：2。P1：P2=1：1，P1=P2=P×1/2。则有：P1=S1-S1－2，P2=S1－2-S2上胶带1%垂度要求最小张力Smin=15×（q0+q）×g=18450.2N下胶带1%垂度要求最小张力Smin=37.5×q0×g=13685.0N最小张力S4=42156.3N＞Smin，满足悬垂度要求。其张力计算结果如下：头部：S1=237072.0NS2=63068.3NS1-2=150070.2N尾部：S3=42156.3NS4=42156.3N ⑶防滑验算：传动滚筒围包角：α1=200°　α2=200°滚筒摩擦系数：μ=0.25，自动拉紧，起动系数A=1总围包角验算：S1×A/S2=3.76＜e（α1＋α2）=5.73，通过第一个传动滚筒围包角验算：S1/S1—2=1.58＜eμ1α1=2.39，通过第二个传动滚筒围包角验算：S1-2/S2=2.38＜eμ2α2=2.39，通过⑷胶带安全系数：m=ST×B/S1=8.10＞7，满足要求。⑸传动滚筒轴上逆止力矩计算：(取ω=0.012)Mt=K1×[F3-(2q0+q1+q2+q）×Lh×ω×g)]×D/2=61430.9N·m传动滚筒直径：D=1000mm工况系数：K1=2.0M3PSF60型减速器配套RBI50型逆止器，设计要求其额定逆止力矩M=70kN·m大于输送机传动滚筒轴上逆止器所需额定逆止力矩Mt=61.4309kN·m，满足带式输送机防逆转的要求。⑹传动滚筒直径验算：带强St=1600N/mm的阻燃、抗静电胶带，钢丝绳最大直径dB=5.0mm，所需传动滚筒最小直径D=145×dB=725mm。选用的传动滚筒直径D=1000mm，大于输送机所需传动滚筒最小直径725mm，满足要求。⑺拉紧装置：拉紧装置设在输送机尾部，输送机所需要的拉紧力：F=S3+S4=84312.6N=84.3kN。选用的防爆型液压绞车自动拉紧装置YZL-250型，最大拉紧力Fmax=250kN，最大拉紧力Fmax大于输送机所需要的拉紧力（Fmax>F），满足要求。㈢运行参数二采区集中胶带大巷1号带式输送机设计小时输送量为Q=1000t/h。㈣二采区集中胶带大巷1号带式输送机供电与传动 传动方式及设备：驱动方式：采用头部双滚筒四电机，调速型液力偶合器软驱动。电动机：YB400S2-4型(防爆)，N=220kW，IP54，6kV，四台，空-空冷却；减速器：M3PSF60型，i=25，D=1000mm，硬齿面，带风扇和逆止器，四台(SEW产品)；调速型液力偶合器：24KPTG/S型，四台(TRANSFLUID防爆产品)；制动器：BLYZ-500/4型，一台，防爆产品。胶带：带强ST1600N/mm钢丝绳芯胶带，抗静电、阻燃，满足MT668-97标准。拉紧装置：防爆型液压绞车自动拉紧装置YZLA-250型，一套。二采区集中胶带大巷1号带式输送机采用意大利TRANSFLUIDKPT调速型液力偶合器驱动方式。其原理及对胶带输送机的保护作用见前述内容。采用BLYZ-500/4型制动器可实现可控制动停车。在机头、机尾和拉紧装置处设置了防护栏，防止人员与滚筒相接触，设置了制动器、逆止器及联轴器护罩。二采区集中胶带大巷1号带式输送机采用防爆型液压绞车自动拉紧装置。井下设有4个胶带机配电点，分别为+666水平胶带大巷1号带式输送机配电点、+666水平胶带大巷2号带式输送机配电点、二采区集中胶带大巷1号带式输送机配电点、二采区集中胶带大巷2号带式输送机配电点。二采区集中胶带大巷1号带式输送机配电点的6kV电源均引自井底主变电所6kV母线，各带式输送机配电点以6kV电压向各带式输送机主电机供电，以660V电压向各带式输送机的附属设备、拉紧绞车及相应胶带大巷的低压负荷供电。四、二采区集中胶带大巷2号带式输送机㈠主要技术参数本带式输送机已安装，其主要技术参数如下：带宽：B=1200mm输送量：Q=1000t/h尾部至头部水平距离：Lh=1797.533m 尾部至头部倾角：α=3°提升高度：H=94.205m带速：v=3.15m/s驱动方式：采用头部双滚筒四电机，调速型液力偶合器软驱动。电动机：YB450S1-4型(防爆)，N=315kW，IP54，6kV，四台，空-空冷却；减速器：M3PSF80型，i=25，D=1000mm，硬齿面，带风扇和逆止器，四台(SEW产品)；调速型液力偶合器：24KXDB型，四台(TRANSFLUID防爆产品)；制动器：NB400+TF60/50+RG型，一台，防爆产品。胶带：带强ST2000N/mm钢丝绳芯胶带，抗静电、阻燃，满足MT668-2008标准。拉紧装置：防爆型液压绞车自动拉紧装置YZJ-450型，一套。二采区集中胶带大巷2号带式输送机布置见图9-2-4。㈡主要技术参数的校验胶带宽度B和带速v的选择：当带宽B=1200mm，带速v=3.15m/s，堆积角取θ=20°，槽角λ=35°时，其小时输送量根据ISO5048式计算如下：Q=3600Svkρ=3600×0.16506×3.15×0.995×0.9=1676.2t/h>1000t/h。满足要求。输送带上每米物料的质量：q=Q/3.6v=1000/(3.6×3.15)=88.183kg/m承载分支每米机长托辊旋转部分质量：q1=20.8kg/m承载分支托辊间距1.5m回程分支每米机长托辊旋转部分质量：q2=6.7kg/m回程分支托辊间距3.0m选用钢丝绳芯胶带，带强2000N/mm每米输送带的质量：q0=44.4kg/m取阻力系数ω=0.03 重力加速度：g=9.81m/s2⑴阻力和电机功率验算：上分支运行阻力：F1=（q＋q0＋q1）×Lh×ω×g=81142.0N下分支运行阻力：F2=（q0＋q2）×Lh×ω×g=27032.6N物料提升阻力：F3=q×H×g=81494.6N总圆周力：P=F1+F2+F3=189669.2N轴功率计算：N0=P×v/1000=597.5kW电动机功率：N=K×N0=836.4kW，K=1.4（考虑传动效率）电动机：YB450S1-4型(防爆)，N=315kW，IP54，6kV，四台，总功率N=4×315=1260kW，满足要求。⑵张力计算：采用头部双传动滚筒、四电机驱动方式，功率配比2：2。P1：P2=1：1，P1=P2=P×1/2。则有：P1=S1-S1－2，P2=S1－2-S2上胶带1%垂度要求最小张力Smin=15×（q0+q）×g=19509.7N下胶带1%垂度要求最小张力Smin=37.5×q0×g=16333.7N最小张力S4=54746.8N＞Smin，满足悬垂度要求。其张力计算结果如下：头部：S1=258415.5NS2=68746.4NS1-2=163581.0N尾部：S3=54746.8NS4=54746.8N⑶防滑验算：传动滚筒围包角：α1=200°　α2=200°滚筒摩擦系数：μ=0.25，自动拉紧，起动系数A=1总围包角验算：S1×A/S2=3.76＜e（α1＋α2）=5.73，通过第一个传动滚筒围包角验算：S1/S1—2=1.58＜eμ1α1=2.39，通过第二个传动滚筒围包角验算：S1-2/S2=2.38＜eμ2α2=2.39，通过⑷胶带安全系数： m=ST×B/S1=9.29＞7，满足要求。⑸传动滚筒轴上逆止力矩计算：(取ω=0.012)Mt=K1×[F3-(2q0+q1+q2+q）×Lh×ω×g)]×D/2=38224.9N·m传动滚筒直径：D=1000mm工况系数：K1=2.0M3PSF80型减速器配套RBI60型逆止器，设计要求其额定逆止力矩M=60kN·m大于输送机传动滚筒轴上逆止器所需额定逆止力矩Mt=38.2kN·m，满足带式输送机防逆转的要求。⑹传动滚筒直径验算：带强St=2000N/mm的阻燃、抗静电胶带，钢丝绳最大直径dB=6.0mm，所需传动滚筒最小直径D=145×dB=870mm。选用的传动滚筒直径D=1000mm，大于输送机所需传动滚筒最小直径870mm，满足要求。⑺拉紧装置：拉紧装置设在输送机尾部，输送机所需要的拉紧力：F=S3+S4=109493.6N=109.5kN。选用的防爆型液压绞车自动拉紧装置YZJ-450型，最大拉紧力Fmax=450kN，最大拉紧力Fmax大于输送机所需要的拉紧力（Fmax>F），满足要求。㈢运行参数二采区集中胶带大巷2号带式输送机设计小时输送量为Q=1000t/h。㈣二采区集中胶带大巷2号带式输送机供电与传动驱动方式：采用头部双滚筒四电机，调速型液力偶合器软驱动。电动机：YB450S1-4型(防爆)，N=315kW，IP54，6kV，四台，空-空冷却；减速器：M3PSF80型，i=25，D=1000mm，硬齿面，带风扇和逆止器，四台(SEW产品)；调速型液力偶合器：24KXDB型，四台(TRANSFLUID防爆产品)；制动器：NB400+TF60/50+RG型，一台，防爆产品。胶带：带强ST2000N/mm钢丝绳芯胶带，抗静电、阻燃，满足MT668-2008标准。拉紧装置：防爆型液压绞车自动拉紧装置YZJ-450型，一套。 二采区集中胶带大巷2号带式输送机采用意大利TRANSFLUIDKPT调速型液力偶合器驱动方式。其原理及对胶带输送机的保护作用见前述内容。采用NB400+TF60/50+RG型可控制动器可实现可控制动停车。在机头、机尾和拉紧装置处设置了防护栏，防止人员与滚筒相接触，设置了制动器、逆止器及联轴器护罩。二采区集中胶带大巷2号带式输送机采用防爆型液压绞车自动拉紧装置。井下设有4个胶带机配电点，分别为+666水平胶带大巷1号带式输送机配电点、+666水平胶带大巷2号带式输送机配电点、二采区集中胶带大巷1号带式输送机配电点、二采区集中胶带大巷2号带式输送机配电点。二采区集中胶带大巷2号带式输送机配电点6kV电源引自二采区集中胶带大巷1号带式输送机配电点6kV母线。带式输送机配电点以6kV电压向各带式输送机主电机供电，以660V电压向各带式输送机的附属设备、拉紧绞车及相应胶带大巷的低压负荷供电。㈤、各带式输送机的电气保护井下各带式输送机的控制装置均选用一套矿用带式输送机保护装置，该控制装置具有集中自动运行、单机自动运行、单机手动、现场编程四种工作方式。本控制装置采用本安型可编程控制器（PLC）作为主控制器，完成胶带机的运行、保护、通讯、信号和显示功能。矿用带式输送机保护装置具有速度、跑偏、堆煤、沿线急停闭锁和故障位置、纵撕、驱动滚筒的表面温度、烟雾、自动洒水灭火、主电机电流及其开关故障、盘型闸松闸限位及闸瓦磨损等检测与保护功能。可显示胶带电机开停状态、给煤机开停状态、电源指示、张紧状态；可显示跑偏、纵撕、打滑、超速、烟雾、堆煤、洒水、电机故障等信息；可召唤闭锁、跑偏、电机电流、皮带速度、加速度、滚筒温度等参数。控制装置配有联络信号装置，可实现胶带机沿线起动预告和打点信号联络；并留有与上一级监测（控）装置联系的通讯接口，可方便地构成井下胶带运输监控系统。五、二采区煤仓下口转载可伸缩带式输送机㈠主要技术参数 本带式输送机已安装，其主要技术参数如下：带宽：B=1200mm输送量：Q=1000t/h尾部至头部水平距离：Lh=90m尾部至头部倾角：α=0°提升高度：H=0m带速：v=3.15m/s驱动方式：采用头部单滚筒单电机，液力偶合器软驱动。电动机：YB225S-4型(防爆)，N=37kW，IP54，660V，一台；减速器：MC3P03型，i=20，D=800mm，硬齿面，带风扇，一台(SEW产品)；液力偶合器：YOXⅡz400型，传递功率范围28～48kW，水介质，一台；制动器：BYWZ5-315/80型，制动力矩630～1000N·m，一台，防爆。胶带：PVC680/1型整体带芯输送带，抗静电、阻燃，满足MT941-2008标准。采用尾部螺旋拉紧方式。二采区煤仓下口转载可伸缩带式输送机布置见图9-2-5。㈡主要技术参数的校验胶带宽度B和带速v的选择：当带宽B=1200mm，带速v=3.15m/s，堆积角取θ=20°，槽角λ=35°时，其小时输送量根据ISO5048式计算如下：Q=3600Svkρ=3600×0.16506×3.15×1×0.9=1684.6t/h>1000t/h。输送带上每米物料的质量：q=Q/3.6v=1000/(3.6×3.15)=88.183kg/m承载分支每米机长托辊旋转部分质量：q1=20.8kg/m承载分支托辊间距1.5m回程分支每米机长托辊旋转部分质量：q2=6.7kg/m回程分支托辊间距3.0m 选用PVC680/1型整体带芯输送带，带强750N/mm每米输送带的质量：q0=20.16kg/m取阻力系数ω=0.03重力加速度：g=9.81m/s2⑴阻力和电机功率验算：上分支运行阻力：F1=（q＋q0＋q1）×Lh×ω×g=3420.6N下分支运行阻力：F2=（q0＋q2）×Lh×ω×g=711.4N物料提升阻力：F3=q×H×g=0N总圆周力：P=F1+F2+F3=4132.1N轴功率计算：N0=P×v/1000=13.0kW电动机功率：N=K×N0=16.9kW，K=1.3（考虑传动效率）电动机：YB225S-4型(防爆)，N=37kW，IP54，660V，一台，满足要求。⑵张力计算：采用头部单传动滚筒、单电机驱动方式。P=S1-S2上胶带1%垂度要求最小张力Smin=15×（q0+q）×g=15942.7N下胶带1%垂度要求最小张力Smin=37.5×q0×g=7416.4N最小张力S2=16192.8N＞Smin，满足悬垂度要求。其张力计算结果如下：头部：S1=20324.8NS2=16192.8N尾部：S3=16904.2NS4=16904.2N⑶防滑验算：传动滚筒围包角：α=200°滚筒摩擦系数：μ=0.25，螺旋拉紧，起动系数A=1.5围包角验算：S1×A/S2=1.88＜eμα=2.39，通过⑷胶带安全系数：m=750×1200/20324.8=44.3＞12，满足要求。㈢运行参数二采区煤仓下口转载可伸缩带式输送机设计小时输送量为Q=1000t/h。 ㈣二采区煤仓下口转载可伸缩带式输送机供电与传动驱动方式：采用头部单滚筒单电机，液力偶合器软驱动。电动机：YB225S-4型(防爆)，N=37kW，IP54，660V，一台；减速器：MC3P03型，i=20，D=800mm，硬齿面，带风扇，一台(SEW产品)；液力偶合器：YOXⅡz400型，传递功率范围28～48kW，水介质，一台；制动器：BYWZ5-315/80型，制动力矩630～1000N·m，一台，防爆。胶带：PVC680/1型整体带芯输送带，抗静电、阻燃，满足MT941-2008标准。采用尾部螺旋拉紧方式。二采区煤仓下口转载可伸缩带式输送机采用YOXⅡz400型液力偶合器驱动方式。采用BYWZ5-315/80型制动器可实现制动停车。在机头、机尾和拉紧装置处设置了防护栏，防止人员与滚筒相接触，设置了制动器及联轴器护罩。第三节机车运输一、机车运输设备1.一采区轨道大巷辅助运输本矿井为低瓦斯矿井，井下+666水平井底车场及一采区轨道大巷辅助运输现采用CTY12/9型蓄电池电机车牵引列车运输方式，运量同副井提升量，本次改扩建仍利用现有运输系统，运输距离约3.5km。CTY12/9型蓄电池式电机车，粘重12t，轨距900mm。运矸：采用1.5t固定箱式矿车组列，矿车自重980kg运人：采用PR12型平巷人车运大件:用特制平板车，平板车自重1500kg矿方现有CTY12/9型蓄电池式电机车四台，经验算，三台工作，一台备用及检修可以满足本次设计的需要。。2.电机车制动能力验算： 运物：制动距离：Lbr=24.94m＜40m。运人：人车运行速度限制在10.8km/h，制动距离Lbr=11.82m＜20m。3.二采区轨道大巷辅助运输二采区轨道大巷辅助运输担负二采区大件、材料设备及矸石运送任务。轨道大巷平均坡度2.5°，最大坡度5°，运输距离3km。选用德国沙尔夫公司ZL200-80-900D/S型齿轨卡轨车两部，主要技术参数：额定牵引力200kN±10%，最大速度2m/s，刹车制动300kN。二、运行参数1、运行参数一采区轨道大巷辅助运输采用CTY12/9型蓄电池式电机车运输，CTY12/9型粘重12t，轨距900mm。运输距离约3.5km，线路坡度3‰运矸：每列车由15辆1.5t固定箱式矿车组列，矿车自重980kg。运人：每列车由10辆PR12型平巷人车组成，每辆车乘人数12人，人车自重1480kg，最大运行速度3m/s；运大件:用特制平板车，按每列车牵引2辆平板车组列，平板车自重1500kg。运矸：制动距离：Lbr=24.94m＜40m。运人：人车运行速度限制在10.8km/h，制动距离Lbr=11.82m＜20m。利用现用ZBC10-90/280可控硅充电机2台，1台工作，1台备用，交流输入660V，直流输出280V，90A。充电硐室电源两回660V电源引自井下中央变电所。二采区轨道大巷辅助运输采用两部ZL200-80-900D/S型齿轨卡轨车运输，其额定牵引力200kN±10%，最大速度2m/s，刹车制动300kN。2、选型的合理、安全性分析本矿为低沼气矿井，+666m水平轨道大巷为矿井进风的主要运输巷道，巷道采用锚喷支护，为不燃性材料支护。矿井现使用的CTY12/9矿用防爆型蓄电池电机车，经校核计算，电机车牵引能力、过热能力和制动能力均满足《煤矿安全规程》的要求。二采区轨道大巷辅助运输采用两部ZL200-80-900D/S型齿轨卡轨车运输，其额定牵引力、最大速度、刹车制动力经验算均满足要求。 三、机车运输事故分析蓄电池电机车行驶过程中有可能发生：因调车无信号或闭锁失灵与其它运输车辆运行中碰撞；遇紧急情况因制动距离过大造成伤人。四、防范机车运输事故的主要技术措施1.用蓄电池电机车运送人员的安全保护措施列车行驶速度限制为3.0m/s＜4m/s；人员上下车地点设有照明；双轨巷道乘车场设信号区间闭锁，人员上下车时，严禁其他车辆进入乘车场。2.大巷及井底车场内设置“信、集、闭”系统。3.采用蓄电池电机车运输时遵守下列规定：列车或单独机车都必须前有照明，后有红灯。正常运行时，机车必须在列车前端。同一区段轨道上，不得行驶非机动车辆。列车通过的风门，必须设有当列车通过时能够发出在风门两侧都能接收到的声光信号装置。巷道内应装设路标和警标。必须有用矿灯发送紧急停车信号的规定。两机车或两列车在同一轨道同一方向行驶时，必须保持不少于100m的距离。4.任何两列会车时，必须鸣笛减速，关闭前灯，打开后灯，速度不得超过1m/s。5.任何列车在行使途中，经过弯道、道岔、巷道交叉点、硐室口以及前面有人或视线有障碍时，必须鸣笛减速，严禁超速行使，速度为1.5m/s。6.列车行驶过程中，司机必须注意力集中，谨慎驾驶，加强了望，通过有大巷作业的地段时，必须服从警戒人员指挥，待作业人员全部躲到安全地点后，才可通过。7.列车运行时必须前有照明，后有红尾灯。8.电机车司机驾车运行时，必须观察各区段的红、绿灯指示，红灯停，绿灯行，严禁违章行驶。9.列车在运行线路上发生掉道或其他事故时，必须在列车前后60米 范围内放置警戒红灯，处理故障要使用合格的起道设备。10.ZL200-80-900D/S型齿轨卡轨车所允许的运行坡度、运距、运量均适用于其运输条件，不会造成超载运行。另外，各车均设有开停声光信号装置和与地面调度室的联系电话，可确保其安全可靠地运行。第四节井下其他运输辅助运输设备一、二采区猴车巷架空乘人装置二采区猴车巷已安装一台RJHZ75型架空乘人装置，其主要技术参数如下：型号：RJHZ75型，采用活动抱索器乘人装置驱动轮直径：D=1800mm钢丝绳型号和绳速：24NAT6×19S+FC1670ZZ317212(GB8918-2006重要用途钢丝绳)，v=0～1.8m/s(无级可调)采用液压驱动方式。液压站为双动力，即三相异步电动机两台，型号为YB2-280S-4，额定功率：75kW，额定电压：380/660V；液压油泵两台，型号为HPV135-02R，排量为135ml/r，额定工作压力为25MPa。液压马达型号：A2FM80，排量：80ml/r，额定工作压力：25MPa。减速机（带制动器）型号：711C3B-90，传动比：90，输出扭矩：27500N.m。总长：L=2500m最大坡度9°，平均坡度2°吊座间距：10m本次设计拟利用已有设备，只对其进行校核计算，过程如下：1.原始资料：输送距离：L=2500m（不包括拉紧长度）线路平均倾角：α=2°下井人员：103人吊座间距：10m速度：v=0～1.8m/s(无级可调) 运输最大能力：Q=（3600×v-L）/10=398人/h乘员及吊椅重量：q=100kg（乘员重85kg）选用φ24mm钢丝绳，其单位重量q0=2.12kg/m，抗拉强度1670MPa，钢丝绳最小破断拉力总和FK=317kN钢丝绳与托绳轮间阻力系数：ω=0.02，u=0.25吊座质量：q1=15kg吊座数量：n=2500÷10+1=251个托绳轮：8m设一个，q2=15÷8=1.875kg/m牵引绳在驱动轮上的围包角取180°2.受力计算①上行满员时阻力：F上=〔（L×q0＋n×q）×sinα＋（L×q0＋n×q＋q2×L）×cosα×0.02〕×g=〔（2500×2.12＋251×100）×sin2°＋（2500×2.12＋251×100＋1.875×2500）×cos2°×0.02〕×9.81=17287.8N②下行无人乘坐时阻力：F下=-（L×q0＋n×q1）×sinα×g＋（L×q0＋n×q1＋q2×L）×cosα×0.02×g=-(2500×2.12＋251×15)×sin2°×9.81＋(2500×2.12＋251×15＋1.875×2500)×cos2°×0.02×9.81=-406.9N各点张力：F3=Fmin=C×q0×g=1000×2.12×9.81=20797.2NF4=1.01×F3=21005.2N（1.01-绕尾轮阻力系数）F1=F上＋F4=17287.8＋21005.2=38293NF2=F3-F下=20797.2-（-406.9）=21204.1N驱动轮防滑校验：eμα=2.193，α=180°F1/F2=1.81＜eμα=2.193，满足要求3.电动机功率计算N=K×（F1-F2）×v/（1000×η）=1.2×（38293-21204.1）×1.8/（1000×0.8）=46.1kW 式中：K——电动机功率备用系数，取K=1.2；η——传动效率，取η=0.8.4.钢丝绳校核选择钢丝绳24NAT6×19S+FC1670ZZ317212(GB8918-2006重要用途钢丝绳)。钢丝绳的安全系数：m=FK×1.214/F1=317×1.214/38.293=10.05＞6，满足要求。式中：FK——钢丝绳破断拉力。驱动轮直径和钢丝绳直径之比值为：1800/24=75＞60满足要求。5.校核结果：经计算，已订货架空乘人装置电机(N=2×75kW)、钢丝绳可满足本次设计要求。在吊座间距10m，运输线路长2500m，绳速1.2m/s时，50min下井人员最大班103人全部运送完毕。二、辅助运输设备的选型工作面轨道顺槽水平长约1590m，倾角0-2°，现已安装一台SQ-80型无极绳连续牵引车，采用无极绳连续牵引车牵引1.5t系列矿车的运输方式，担负工作面矸石、设备材料、重大件等所有辅助运输任务。1．设计依据提升量：矸石：50车／班材料设备：40车／班炸药、雷管：各1车／班其它：9次／班最大件为液压支架，重为21t提矸时，采用1.5t固定箱式矿车承载，自重Qk=980kg。提大件，选用重型平板车运送，Qp=1500kg。2、设备验算①钢丝绳选择初选钢丝绳24ZBB6×19S+FC1570ZZ298212型 技术参数如下：dk=24mmPk=2.12kg/mQq=361.77kN②运行阻力计算式中：——梭车重量，G0=3000kg；——运输最大重量，G1=21000kg；——平板车重量，G2=1500kg；——运行线路最大坡度，=2°；——钢丝绳的摩擦阻力系数，=0.25；Pk——单位长度钢丝绳重量，Pk=2.12kg/m；——运输距离，=1590m；——重力加速度，=9.8m/s2；③钢丝绳张力计算S1=Smin=2.94kNS2=S1+Wk=10.04kNS3=1.05S2=10.54kNS4=S3+WZ=32.50kN④验算摩擦力备用系数满足要求K——摩擦力备用系数； μ——钢丝绳与驱动轮间的摩擦系数，取μ=0.14α——钢丝绳在驱动轮上的总围抱角，α=3.5×2π=7π⑤钢丝绳安全系数校核⑥绞车选择a、滚筒直径:D≥50dK=1200mmb、电动机功率计算V——运输速度，V=1.7m/s；K——功率备用系数，k=1.1；Η——机械传动效率,η=0.8；3、结论经验算，利用现有的SQ-80/110B无极绳连续牵引车，可以满足轨道顺槽使用要求。SQ-80/110B技术参数如下：最大牵引力80kN，无级调速0～1.7m/s，绞车滚筒直径φ1200mm，配套电动机660V，110kW。4、配电及控制轨道顺槽无极绳连续牵引绞车660V电源引自轨道顺槽配电点。控制系统采用无极绳综合保护系统PLC控制，包括过卷软、硬保护，超、欠速保护，制动保护、梭车运行位置指示，定位（定点）停车，实际工况模拟显示，岔道口语音声光报警（提示）等功能。无极绳连续牵引绞车控制系统采用无极绳综合保护系统PLC控制，包括过卷软、硬保护，超、欠速保护，制动保护、梭车运行位置指示，定位（定点）停车，实际工况模拟显示，岔道口语音声光报警（提示）双制动等功能。 第五节压缩空气设备一、压气设备及管路系统(一)压风设备司马矿井在矿井工业场地集中现设有地面空压机站一座，用以满足本矿井压风设备用风的需要。空压机站内设有SA120A-0.85型空压机三台，预留有一台空压机的位置。矿井本次改扩建在井下大巷及顺槽掘进工作面使用风动工具，风动工具设置见表9-5-1。表9-5-1风动工具设置表用风地点风动工具名称风动工具型号单台耗风量m3/min使用台数大巷掘进工作面混凝土喷射机转子-Ⅱ5～81风镐FG101.22气动顶锚杆钻机MQT-130/2.0-C4.51气动帮锚杆钻机ZQS-50/1.6S31顺槽掘进工作面气动顶锚杆钻机MQT-130/2.0-C4.52气动帮锚杆钻机ZQS-50/1.6S32考虑压风管道漏风、由于风动工具磨损耗气量增加及海拔高度影响等因素，经计算，井下最大用风量为51.76m3/min。井下压缩空气管路上设压风自救系统。压风自救系统按每人压缩空气供给量0.3m3/min计算，用气量为46.3m3/min（按井下可能同时最多工作人数117人计算）。压风机房供气量按风动工具需要的供气量和井下灾害防治要求计算的压风供气量两者取大值的原则确定，矿井压风供气量为51.76m3/min。矿井地面压风机房现有的三台螺杆式压缩机同时工作，可以满足本次改扩建井下压风的需求，尚需增加一台同型号的螺杆压缩机作为备用，利用原压风机房预留位置新安装一台SA120A-0.85螺杆式空压机。SA120A-0.85单台额定排气量21m3/min，额定排气压力0.85Mpa，配套Y280M－2，380kV，120kW，转速2970r/min型异步电动机。四台空压机电源由副井场地6kV变电所直供。空压机干管利用现有φ219×6mm无缝钢管，沿副立井井筒敷设至井下， 分管选用φ159×4.5mm无缝钢管，顺槽支管选用φ108×4mm无缝钢管，将压缩空气送至井下各用风地点。井下压风管路敷设图详见图AZ1500G-217-01。二、压气设备事故分析压风机站内设喷油螺杆式压缩机，存在积碳现象，油路积碳严重后就会频繁出现机组运行温度过高及油路系统控制失效等故障；压风设备属压力容器，压缩机出口压力0.7~0.85Mpa，可能存在储气罐爆炸事故；压风设备运转有震动，噪音大易造成管路振动、对环境产生噪音等；另外压风设备保护若不完善，会出现机械及电气事故。三、防范压气设备事故的主要技术措施1、可靠的供电电源空压机站380V电源引自副井场地6kV变电所，采用“一对一”供电，站内设低压配电箱，为空压机站内空压机及其附属设备、照明等低压380/220V负荷提供电源。2、完善的保护系统低压系统设有电动机短路、过载、缺相、欠压等保护。空压机带有成套的控制设备，采用PLC智能控制，具有完善的自诊断、报警及监控功能，实时监测空压机站供气干管压力、空压机排气压力等运行参数。为防止空压机积碳现象发生，加强空压机机组日常维护，视机组实际运行情况进行油路积碳清洗。空压机站内设集中控制，对整个压风系统的用气量、用气压力实时监测调节。3、合理的工艺布置空压机站布置设计按《压缩空气站设计规范》GB50029--2003设计。空压机站布置在空气清洁、受粉尘、废气及可燃气体污染最小的地点。空压机站的朝向，保持机器间有良好的自然通风，减少西晒。空压机站宜设置隔声值班室。站内设有冷却水循环系统，为水冷式空压机提供冷却水。 压缩空气储气罐布置在室外阴凉处，并位于机器间的北面。储气罐上装有动作可靠的安全阀和放水阀，并有检查孔；在储气罐出口管路上加装释压阀，释压阀的口径大于出风管的直径，释放压力为空气压缩机最高工作压力的1.25～1.4倍；储气罐装有超温保护装置，在超温时可自动切断电源和报警。4、合理的管路系统和连接固定方式矿井压风干管管径选择按矿井服务年限内最远采区供气距离确定；采区管路管径按矿井达到设计生产能力时，采区内供气距离计算。由地面集中供风的压风干管选用一趟φ219×6mm无缝钢管，沿副立井井筒敷设至井下。压风管路压力损失按最远一路管道验算，压风管路压力损失为0.037MPa，至风动工具处压力为0.813Mpa>Pe+0.1=0.6+0.1=0.7MPa，保证工作点的压力比风动工具的额定压力大0.1Mpa。压风管路在井上和副立井井筒部分，除与设备、闸门或管件采用法兰连接外，采用焊接连接；其余巷道和采区采用快速管接头连接。井上非直埋管路，直线长度超过100m时，装设曲管伸缩器。在进风立井井筒中，每隔100~150m装设中间直管座和伸缩器。在井口、井下管道的最低部位均设置油水分离器。