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1、宋新庄煤矿初步设计 第七章 提升、通风、排水和压缩空气设备第七章 提升、通风、排水和压缩空气设备第一节 提升设备一、提升方式本矿井设计生产能力为1.2Mt/a，采用斜井开拓方式，主斜井井口标高为1444.3m，副斜井井口标高为1443.5m，主斜井落底标高为+950m，副斜井落底标高为950m。主斜井采用带式输送机提升方式，担负全矿井的煤炭提升任务。副斜井采用单滚筒缠绕式提升机单钩提升方式，担负全矿井矸石、设备及材料等升降任务，并满足整体升降大型综采设备、液压支架等任务。人员通过主井架空乘人装置下井。二、主斜井提升设备（一）设计基础资料本矿井设计生产能力1.20Mt/a，年工作日330d，每天
2、净提升时间16h。每天四班作业，三班生产，一班准备。采用斜井开拓方式，多水平开采。矿井装备一个综采工作面，两个综掘工作面，一个普掘工作面。煤炭井下主运输采用带式输送机，煤流系统为：11采区顺槽可伸缩带式输送机区段煤仓主斜井带式输送机。主斜井落底标高为+950.0m，井口标高为+1444.3m。主井采用带式输送机提升，担负全矿井的煤炭提升任务。主斜井带式输送机仅区段煤仓一个给料点，主井口驱动机房内一个卸料点。主斜井带式输送机设计原始参数如表7-1-1。（二）驱动方案的确定主斜井落底到+950.0m，井口标高为+1444.3，井筒斜长1644m，倾角17.5，高差H=495m，考虑输送机出井口后的
3、爬高，主斜井输送机斜长为L=1663m，高差H=500m，主斜井带式输送机输送能力为Q=800t/h。根据计算，本带式输送机采用头部双滚筒三电机驱动，防爆电机功率3710kW，功率配比2：1，驱动系统都置于主井口驱动机房内。见示意图7-1-1。主斜井带式输送机设计原始数据表表7-1-1 项目单位参数项目单位参数矿井井型Mt/a1.2原煤类型烟煤工作制度班/天四堆积密度kg/m3900水平运距m1586粒度mm0300，含有少量大块总提升高度m500最大块度比率%10最大倾角17.5水分（Mt）%18环境温度040静堆积角 40含矸率%5.25图7-1-1 头部集中驱动（三）主斜井提升设备选型本
4、矿主斜井井口标高+1444.3m，考虑出井口后的爬高，输送机斜长1663m， 倾角17.5，高差H=500m。矿井布置一个综采工作面。工作面来煤进入主斜井带式输送机，根据井下工作面布置及煤流方向， 综合考虑各种生产因素、工作面的峰值煤量和区段煤仓对原煤的缓冲作用，确定主斜井带式输送机输送能力为800t/h。主斜井带式输送机设备布置图见图7-1-2。1、带宽、带速的确定带式输送机的运输能力取决于带宽和带速的组合，增加带宽需要扩大巷道断面，不仅增加井巷工程量，加大投资，还对设备运行不利；而提高带速对降低井巷工程费用比较有利，带速愈高，物料单位长度质量愈小，所需胶带强度愈低，减速器传动比减小，整机设
5、备费用减低。但提高带速必须有以下条件保证：输送机应保证安装质量；若安装质量不高，物料易在胶带上发生跳动，而使机架、托辊产生动应力及胶带跑偏； 输送机应有可靠的安全保障措施，因速度愈高，愈易发生人身事故；要有高质量的运行部件，因带速增大，托辊的直径、转速也相应增大，因此托辊质量要求高，作为易损件的配件成本高； 满足经济合理性要求，带速快，胶带的磨损加剧，从而使输送机的整机寿命降低； 满足通风要求，带速过大，影响巷道通风。所以带速取值不仅要在理论上合理可靠而且必须与国内制造、安装、维护水平及通风安全要求相适应。因此在设计中必须把两者兼顾，既满足带式输送机的提升能力，保证输送机的运行可靠性，又能节约
6、投资。为降低主斜井带式输送机的胶带等级，结合计算及国内外大带宽、大运量输送机的使用情况以及输送机的发展情况，本带式输送机的带宽确定为1.2m，带速为4.0m/s。 2、设备选型：（1）初定设计参数本带式输送机带宽B=1200mm，带速v=4.0m/s。上托辊间距ao=1.2m，上托辊槽角=35，普通托辊与前倾托辊相间排列，排列之比为6：4。下托辊间距au=3.0m，下托辊为V形托辊。上下托辊辊径159mm。（2）由带速、带宽验算输送能力800t/h，按照煤的最大粒度较核胶带宽度1200mm式中：dmax煤的最大粒度，mm。由此可以看出，带式输送机的带速、带宽能满足输送能力的要求。（3）计算圆周
7、驱动力和传动功率 驱动圆周力：Fu=CFH+FS1+FS2+FST式中：C=1.06；附加阻力系数； FH=fLgqRO+qRU+(2qB+qG)；输送机的主要阻力；qRO=，承载分支托辊每米长旋转部分质量；qRU=，回程分支托辊每米长旋转部分质量；暂定胶带为ST3500阻燃钢网抗撕裂型钢丝绳芯胶带，胶带在满足国家有关标准要求的情况下，上层覆盖胶厚增加1mm。qB=54kg/m，每米长输送带的质量；qG=，每米长输送物料的质量；g重力加速度，g=9.81m/s2；f模拟摩擦系数，f=0.025；L输送机水平长度，L=1586m；H物料提升高度，H=500m；输送机在运行方向的倾斜角；=17.5
8、，cos取1；v输送带速度；v=4.0m/s；经计算，FH=77.3kN。 FS1=F+Fgl；主要特种阻力；F= C0L(qB+qG)gcossin，前倾上托辊的摩擦阻力；C槽形系数；C=0.43。0托辊和输送带间的摩擦系数；0=0.3。L装有前倾上托辊的输送机长度；L=1663m。托辊前倾角度；=130。其它符号同前。经计算， F=5.7kN。Fgl = 导料槽栏板的摩擦阻力；2物料与导料槽间的摩擦系数；2=0.7b1导料槽两栏板间宽度；b1=0.73ml导料槽栏板长度；l=8.0mIv输送能力；Iv= ；其它符号同前。经计算，Fgl =0.35kN。FS1=5.7+0.35=6.05kN
9、。FS2=2.1kN；输送带清扫器摩擦阻力。FST=qGgH；倾斜阻力。符号同前，经计算， FST=272.5kN。驱动圆周力：FU=362.9kN。传动功率计算传动滚筒轴功率PA=。经计算，驱动圆周力Fu=362.9kN，传动滚筒轴功率1451.5kW。（4）驱动装置选择从原始数据和计算结果可知，本带式输送机属长距离、大运量、高带强、高带速的主井提升带式输送机，其运行质量相当大，输送带又是一个粘弹性体，起动时若不能有效地控制其起动加速度，则会产生相当大的动负荷，从而引起输送带起动打滑及输送带动态张力大大增加，造成巨大的瞬时冲击，可能导致输送带及其它部件损坏。因此，带式输送机的核心部分驱动装置
10、的确定就成了重中之重。本矿主斜井带式输送机的驱动方案，考虑以下两种型式：1）CST可控起动驱动方案（以下简称“CST方案”）该方案属于机械类驱动方案，主斜井带式输送机采用CST减速系统软启动，综合效率比一般的机械传动系统高10%以上，同时经过长期实践运行，可靠性高。其缺点是系统相对复杂，液压元器件的维护费用较高，不能在低速下长时间运行实现验带功能。但一般带式输送机低速验带运行时间很短，本带式输送机验速时间不到半小时，CST驱动系统低速运行时能量损失小，可忽略不计2）减速器+高压变频器驱动方案（以下简称“高压变频方案”）该方案属于电气类传动，配用进口减速器。采用满足IEEE-519-1992谐波
11、标准的12脉冲高压变频器。它能在四象限输出正弦的电压电流波形，适用于国产防爆变频电机。主斜井带式输送机能通过高压变频器进行软启动、调速、软制动和验带运行，同时运行中电机效率高，有一定的节能效果。同时，近几年主斜井带式输送机变频驱动方式在内蒙、山西、宁夏等地已有煤矿投入实践运行。高压变频方案有以下优点：A能根据负载调节带速，系统效率高；B能提供低速验带；C不受电网波动影响，电机裕量较大；D电气系统较复杂，对维护人员要求较高，但无液压系统，维护工作量较小。E如果产生冲击荷载，不能吸收冲击荷载，对设备寿命有一定的影响。F软起动，无级调速，起、制动及运行平稳，机械设备寿命长； G营运费较低。经以上比较
12、，设计推荐高压变频方案为主斜井带式输送机的驱动形式。（5）输送机胶带张力的计算在进行胶带张力计算时，采用逐点张力法进行计算。输送机正常运行，必须满足以下两个条件：1）满足输送带下垂度要求为了限制输送带在两组承载托辊间的下垂度，作用在输送带上任意一点的张力必须大于最小张力Fmin。承载分支：回程分支： （h/a）max输送带许用的最大垂度，（h/a）max=0.01；其它符号同前。2）输送带不打滑输送带不打滑条件为：F2(S2)min式中：Fumax=KAFu=1.5362.9=544.35kN；本输送机采用双滚筒三电机驱动，功率配比2:1，1、2分别为驱动滚筒的围包角，1=210，2=190；
13、为输送带与传动滚筒的摩擦系数，=0.30。eu= eu1eu2=32.7=8.1则：F2(S2)min76.7kN经计算各特性点张力为：取S2=300kNS3=S2+fLg(qRU+qB)-qBHg=37.5kNF回min =19.9kNS4=1.04 S3=39kNF承min =16.1kNS1=S4+fLgqRO+(qB+qG)+qBHg+FST+Fs1+Fs2 =616.987kN根据以上计算可知，输送机胶带的最大张力Smax=616.98kN。胶带的安全系数n=6.8，满足GB50431-2008带式输送机工程设计规范中，当带式输送机采取可控软启动、制动措施时，安全系数取57的规定。所
14、以选用ST3500阻燃钢网抗撕裂型钢丝绳芯胶带满足设计要求。（6）电机功率的计算N=KPA=1.41451.5=2032.1kW式中：N电动机总功率： K电动机功率系数，K=1.251.4，取K=1.4； 其它符号同前。根据驱动装置的布置，选用3台710kW的变频电动机，采用头部双滚筒2：1驱动形式。（7）拉紧装置选择为减小拉紧装置的张紧力，结合其他矿井的设计经验，本设计将拉紧装置布置在输送机尾部。本带式输送机选用ZYL500J型自控液压拉紧装置。（8）逆止器选择DSN530型逆止器，额定逆止力矩530kNm，两台。（9）主斜井带式输送机的主要技术参数根据计算，本矿主斜井采用一条带式输送机完成
15、提升任务，其主要技术参数如下：带宽B=1200mm，运量Q=800t/h，带速V=4m/s，机长L=1663m，倾角=17.5。驱动系统：电动机YB2 4504-4，功率710kW，电压等级为6kV，3台，功率配比2：1；胶带：ST3500阻燃型钢丝绳芯胶带；进口减速器：ML3PSF120，i=31.5，3台 ；拉紧装置：自控液压拉紧装置一套；逆止器：DSN530，2台；配备盘式制动装置和输送机保护装置一套。（四）供配电与控制根据设备选型情况和传动方案比较，主斜井带式输送机，采用交流电机配带高压变频装置拖动。为满足现行矿山电力设计规范、煤矿安全规程要求，主斜井带式输送机电控设备，采用PLC控制
16、数字调节6kV变频系统，并设置上位监控计算机。根据矿井供电设计，在主井井口房，设置主井10kV变电所。1、系统主要设备1）高压配电设备，选用KYN28A-12型中置式成套开关柜。各高压柜采用微机保护。进线回路配智能综合电力监测仪。为主斜井带式输送机移相变压器和主井10kV变电所电力变压器等提供电源。2）变频设备，采用串联多电平电压型，一拖一形式配置。该变频设备采用计算机调节控制。3）主井10kV变电所，设置两台SCB10-400kVA，10kV/0.4kV型干式电力变压器，连接组别D,yn11,高压分接范围022.5%，1用1备。4）低压配电设备，选用GCS抽屉柜，为主斜井带式输送机及其辅助设
17、备、主井空气加热室、变频器辅助电源、控制及照明等提供电源。5）UPS电源柜：在线式UPS电源5kVA，30min，进线AC380V/出线AC220V，及配电开关，为变频柜控制器、PLC、计算机和输送机综合保护装置等提供电源。6）监控设备：采用S7系列可编程控制器(PLC)进行控制，并配备操作监控站。PLC除对主井带式输送机及附属设备控制外，同时作为主运输带式输送机系统（从工作面到原煤仓）和井下控制网的控制中枢，实现集中监测控制及闭琐。PLC配置有以太网通讯模板，通过工业以太网交换机，分别与上位监控计算机和矿井生产调度网络连接。通过矿井调度网络，相关人员能及时了解主运输带式输送机系统情况；采用高
18、性能工控计算机，具有主井变电所、主斜井带式输送机信号显示、系统保护、故障自诊断、控制系统状态、高低压电源回路等实时显示以及报表打印功能，便于事故的预测和分析处理，保证输送机安全可靠的运行。7）输送机保护：采用ZBK-II型带式输送机综合保护装置。具有二级跑偏、胶带打滑、超速、拉绳、溜槽堵塞检测器和防闭塞装置、纵向撕裂、料流检测、连续式火灾自动报警及洒水灭火装置、烟雾、温度、输送带张紧力下降保护、断带等监测保护装置以及输送机语音系统，对主斜井带式输送机、给煤机等设置的传感器的状态进行采样和监测，通过系统控制功能，将故障信号传输给PLC。2、电源主井变电所的10kV高压电源两回，分别直接引自矿井地
19、面35kV变电所10kV侧不同母线段。三、副斜井提升设备（一）设计依据矿井年产量：1.2 Mt/a；工作制度： 330 d/a，16 h/d；井口标高：1443.5m；井底标高：+950 m；井筒倾角：23；井筒斜长：1263 m；人员：通过主井架空乘人装置下井；矸石量： 60t/班；锚杆、网：3t/班；坑木消耗： 5 m/d；水泥、砂石：20t/班；运送设备： 2 次/班；其它： 5 次/班；最大件质量：20000 kg；平板车质量：1500 kg。（二）提升机选型方案比选根据开拓布置和提升工作量，设计对单钩串车提升和双钩串车提升两种方案进行了分析比较。双钩串车提升方式，提升能力大，配用电动
20、机功率小，系统运行电耗少，但井巷断面大，矿建工程量大，投资高，管理不便。又鉴于本矿井为片盘开采，双钩串车提升时，往各工作面顺槽甩车困难，安全性差，故设计不予采用；而单钩串车方式，具有系统简单，操作灵活，矿建工程量少，管理方便,总投资省等优点，而且最大班提升时间能够满足要求，经上述分析比较，设计推荐本矿井副斜井提升采用单钩串车提升方案。对于提升机具体型号的选型详见表7-1-3副斜井提升方案比较表。表7-1-3 副斜井提升方案比较表方 案方案一方案二设备型号及数量1台JK-32.2/201台JK-3.52.8/31.5井筒角度=23=23井筒斜长L=1263mL=1263m提升容器1.5吨矸石车4
21、辆1.5吨矸石车4辆电动机交流变频电机490r/min 6kV 560kW交流变频电机590r/min 6kV 560kW最大提升速度v=3.85m/sv=3.43m/s钢丝绳及缠绳宽度34NAT6V18+FC1670ZS 724 476 B=1753mm（3层）36NAT6V18+FC1670ZS 812 534 B=2426mm（2层）机房大小长宽高16.5156.5m长宽高17.5167.5m投资(设备费+土建费)约300万元约455万元缺点钢丝绳弯曲应力较大，使用寿命较短。不考虑提人。投资高，土建工程量较大。优点设备投资低，土建工程量较小。钢丝绳弯曲应力较小，使用寿命较长。可偶尔提零星
22、人员。从副斜井提升方案比较表中可以看出，方案一具有提升机小，设备投资低等优点，方案二虽然设备满足提人要求，但由于最大班作业时间的限制，最大班作业人员无法利用副斜井提升设备下井，仍需通过主井架空乘人装置下井，方案二只能够偶尔提升零星人员，对本矿井副斜井提升无实际意义和帮助，而且该方案设备投资高，故推荐方案一为本矿副斜井提升机方案。对于副斜井提升拖动方案的比较，设计考虑全数字12脉动顺序控制SCR-D供电系统，属于比较成熟的电机拖动系统。其优点主要是四象限运行调速性能好，运行稳定性高，调速范围大，电动机机械特性硬等。使用直流电机SCR-D供电系统，设备初始投资较低，但直流电机结构复杂，其换向器能力
23、限制了电动机的容量，造成大型机械使用的大容量直流电机设计制造困难，成本高，故障多，对其整流子保养要求高，维护工作量大，且大功率直流电机造价相对较高。交流电机交直交变频供电系统，是一种新型提升机电气传动方式，具有低谐波、高效率、高功率因数、控制更快更精确等优点。交直交变频系统初期投资较直流调速系统大但运行维护工作量小，费用低。结合本矿井实际情况，设计推荐采用交流异步电机交直交变频供电调速系统。（三）设备选型计算1、提升容器选择本矿副斜井采用串车提升方式，提升矸石、下放材料等采用MGC1.79型、1.5t、900mm轨距固定式矿车，矿车质量980kg，载重1.5t，载矸石2.7t，1次提升串1.5
24、t矿车4辆。提升最大件时采用平板车运输，平板车质量为1500kg。2、钢丝绳选择及校核a.绳端荷重：提矿车：提大件：均满足钩头拉力要求。b.钢丝绳允许最小安全系数：m =6.5c.提升距离计算：Lt=1263+25+5=1293m式中：上车场长度取25m； 下车场长度取5m。d.提升钢丝绳选择：提升钢丝绳选用34NAT6V18+FC1670ZS 724 476 GB 8918-2006型钢丝绳，钢丝绳主要技术参数见表7-1-4。表7-1-4 提升钢丝绳参数表名 称单位参 数钢丝绳型号34NAT6V18+FC1670ZS 724 476钢丝绳根数 n1根1钢丝绳直径 dmm34公称抗拉强度B1M
25、Pa1670最小钢丝破断拉力总和 Qd1kN/根7241.156单位长度质量 Pkkg/m4.76e.钢丝绳安全系数校核：提矿车：提大件：所选钢丝绳满足煤矿安全规程要求。3、提升机选型及校核a.按钢丝绳直径计算 提升机滚筒直径：Dg8034=2720（mm）天轮直径：Dt6034=2040（mm）b.提升机选择经计算，副斜井提升机选用JK-32.2/20型单绳缠绕式提升机1台，天轮选用TSG2500/17型井上固定式天轮，主要技术参数见表7-1-5。表7-1-5 副斜井提升机主要技术参数表 名 称单位参 数提升机型号JK-32.2/20滚筒直径 Dgmm3000滚筒个数个1滚筒宽度 Bmm22
26、00天轮直径 Dtmm2500提升机最大静张力 FjmaxkN130传动形式，速比 i行星齿轮减速器传动，速比为20提升机变位质量 Gjkg25000天轮变位质量 Gtkg550c.提升机校核实际最大静张力提矿车时 ：提大件时：提升机滚筒与钢丝绳直径比：Dg/d 8880天轮直径与钢丝绳直径比：Dt/d7360提升机缠绳宽度（缠3层）：式中：Lm定期实验用钢丝绳长度，取30m； 钢丝绳在滚筒上缠绕时绳间的间隙，取0.0025m；钢丝绳缠绕层数，3层；Dp钢丝绳在滚筒上缠绕的平均直径，Dp=Dg+(Kc-1)d。所选提升机满足要求。副斜井提升系统图见图7-1-3。4、电动机选型经计算，电动机选用
27、交流变频电机1台，主要技术参数见表7-1-6。5、提升系统运动学计算表7-1-6 副斜井主电动机参数表 名 称单位参 数额定功率 PNkW560额定电压 VV6000额定转速 nr/min490（正常提升），255（最大件提升）转动惯量 GD2kgm2600过载能力 2.0效 率 %94a.提升系统提升速度正常提升时： 升降最大件时，为了保证提升系统的安全平稳运行，设计采取降速运行方式，将运行速度降低到2m/s，此时电动机转速为255r/min。 b.提物（矸）时提升系统运动学计算提物（矸）时采用7阶段速度图运行，初加速度、末减速度均取0.3 m/s2，主加速度、主减速度均取0.5 m/s2，
28、初等速度、末等速度均取1.0m/s，提升速度为3.85m/s。提物（矸）一次纯提升时间：Tcw= 365.59s提物（矸）一次提升循环时间：Tw=2（Tcw+）=781.18s，休止时间取25s。提升系统运动学计算见表7-1-7。提物（矸）时速度图见图7-1-4。c.提最大件时提升系统运动学计算提最大件时采用7阶段速度图运行，初加速度、末减速度均取0.3 m/s2，主加速度、主减速度均取0.5 m/s2，初等速度、末等速度均取1.0m/s，提升速度降为2m/s。提最大件一次纯提升时间：Tcw= 665.82s提最大件一次提升循环时间：Tw=2（Tcw+）=1411.64s，休止时间取40s。提
29、升系统运动学计算见表7-1-7。提最大件时速度图见图7-1-5。提升系统运动学计算表表7-1-7序号名 称计算公式计算结果升降物料升降最大件1提升速度m/s3.852.02初加速时间s3.333.333初加速距离m1.671.674初等速距离L013.333.335初等速时间3.333.336主加速时间s5.72.07主加速距离m13.823.08主减速时间s5.72.09主减速距离m13.823.010爬行距离23.3323.3311爬行时间s23.3323.3312制动时间m3.333.3313制动距离s1.671.6714等速距离m1235.36125715等速时间s320.87628.
30、516纯提升时间sTc=ti365.59665.8217休止时间s254018一次提升时间s781.181411.646、最大班作业时间计算最大班作业时间为4.34h，详见表7-1-8最大班作业时间平衡表。最大班作业时间平衡表表7-1-8 序号作业项目单位每班提升量每次提升量每班提升次数一次提升时间（s）每班作业时间 （s）1提升矸石t609.727781.185468.262下放坑木m31.6731781.18781.183锚杆、网t361781.18781.184水泥沙石t205.44781.183124.725设 备次212781.181562.366其 他次515781.183905.
31、9合计15623.6s 4.34h7、提升系统动力学计算系统各状态变位质量统计见表7-1-9；上提重物时动力学计算见表7-1-10；下放重物时动力学计算见表7-1-11。提物（矸）时力图见图7-1-4，提最大件时力图见图7-1-5。系统变位质量统计表表7-1-9 单位：kg作业方式名 称升降物料升降最大件重载轻载重载轻载提升钢丝绳7092709270927092提升矿车39203920矸石或材料108000 最大件（含平板车）20000+15001500提升机变位质量2500025000天轮变位质量550550电动机变位质量2666726667提升系统变位质量总和m74029632298080
32、960809上提重物时动力学计算表表7-1-10 单位：N名称计算公式计算结果 提物料提最大件（降速）初加速开始时121186152820初加速终了时121141152775初等速开始时98932128532初等速终了时98843128443主加速开始时135858168847主加速终了时135486168767等速开始时98472128362等速终了时6530394612主减速开始时2828854207主减速终了时2791754127爬行开始时6493294531爬行终了时6430593905制动开始时4209669662制动终了时4205269617注：K取1.1 下放重物时动力学计算表表
33、7-1-11 单位：N名称计算公式计算结果 提物料提最大件（降速）初加速开始时-26777-47306初加速终了时-26794-47322初等速开始时-4585-23080初等速终了时-4617-23112主加速开始时3239817293主加速终了时3226417264等速开始时-4750-23141等速终了时-16691-35291主减速开始时-53706-75696主减速终了时-53839-75725爬行开始时-16825-35320爬行终了时-17050-35546制动开始时-39259-59788制动终了时-39275-59804注：K取0.98、提升主电动机校验a.电动机等效容量校核
34、等效力： 式中：各运行阶段力的平方与该段时间乘积的总和；升降物料（矸石）时；升降最大件时；Td 等效时间，其中c1取0.5，c2取1/3；升降物料（矸石）时Td=351.56s；升降最大件时Td=660.49s；经计算，等效力分别为：升降物料（矸石）时Fd=84899N；升降最大件时Fd=112834N。等效容量：式中：传动效率，取92%；K电动机容量备用系数，取1.1。经计算，等效容量分别为：升降物料（矸石）时Nd=390.8kW560kW；升降最大件时Nd=269.8kW560kW。b.电动机过载能力校验0.851.7式中： Fmax力图上最大运动力；Fe电动机额定力，Fe=1000N/v
35、max；电动机的过载系数，取2.0。经计算，升降物料（矸石）时=1.0151.7；升降最大件时=0.6551.7。c.电动机转矩校验电动机额定转矩为：提升系统实际静力矩为：式中： Fj提升系统静张力；R提升机滚筒半径；i传动比；传动效率，取0.92。经计算，升降物料（矸石）时Mj=7695.7Nm10914 Nm；升降最大件时Mj=9888.6 Nm10914 Nm。经上述对电动机的校核计算可知，所选提升系统配套电动机满足设计要求。9、提升系统制动提升系统选用恒减速液压制动系统，恒减速液压制动系统失效后具有自动转换为二级制动功能，其安全制动力矩可自动调节，在各种工况和各种载荷下，制动力矩不同，
36、但保证安全制动减速度相对恒定，设计取恒减速度为1.5 m/s22 m/s2。副斜井提升系统在提升最大件时静张力最大，为121.3kN。根据煤矿安全规程规定的提升绞车的常用闸和保险闸制动时，所产生的力矩与实际提升最大静荷重旋转力矩之比值K不得小于3，则Fz3Fc，确定制动力为370kN。正常提升时，采用恒减速制动系统，恒减速系统失效时，自动转换为二级制动。二级制动的第一级制动力根据公式Fz1Ma下+Fc，分别按提物（矸）、提最大件和空载状态计算确定，在此制动力下各状态的加速度均应满足煤矿安全规程规定的，下放重载时aa下=0.3Ac(即1.191m/s2)，上提重载时aa上=Ac（即3.968 m
37、/s2）的要求。10、辅助设备提升机房设置起重量15t、跨度10m的SSQ型手动双梁起重机1台，以便提升设备的安装检修使用。起重机起重量和跨度可按提升机实际订货和机房布置情况重新确定。（四）电控设备1、电气传动方案根据提升设备选型情况、现行矿山电力设计规范和煤矿安全规程要求，副斜井提升机的电气传动方式，采用交流异步电机交直交变频系统。2、系统主要技术参数1）按交流异步电机560kW，过载倍数2，提供矿井提升机交直交变频电控设备。2）采用全数字控制交直交变频调速。3）装置容量的配置须与电机的过载能力相当。不允许用装置的过载能力抵消电机的过载。4）负载变化为-120%0+120%额定负载时，装置满
38、足四象限运行要求。5）控制PLC配置有以太网通讯模板，通过Ethernet/IP协议，RJ45以太网接口与上位监控计算机和矿井调度网络连接。3、系统主要设备1）高压配电设备，选用KYGS-12A矿用一般型高压真空开关柜。各高压柜采用微机保护。进线回路配智能综合电力监测仪。2）提升电机，采用全数字控制交直交变频器供电。控制部分：采用双PLC热备用冗余控制，保证提升控制的可靠性；监控部分：采用高性能工控计算机作为上位监控计算机，具有提升信号显示系统、提升保护、综合后备保护、故障自诊断、行程、速度图、开车准备状态，控制系统状态、高低压电源回路、主回路、安全回路等实时显示以及报表打印功能，便于事故的预
39、测和分析处理，保证提升机安全可靠的运行。监控计算机能与矿井调度中心计算机联网，把提升机运转情况及有关参数及时传递给中央调度室,通过矿井调度网络，相关人员能及时了解提升情况。提升机控制系统有手动/半自动/低速检查井筒及钢丝绳/低速下放大型设备或长材料等四种操作方式。低速检查井筒及钢丝绳/低速下放大型设备或长材料两种操作方式，为手动低速运行控制。4、电源副斜井提升机房的高、低压电源各两回，分别直接引自矿井地面35kV变电所10kV和380V侧不同母线段。第二节 通风设备一、通风系统本矿井按低瓦斯矿井设计，矿井通风分容易期与困难期。根据矿井开拓布置，通风系统采用中央并列抽出式通风，主斜井、副斜井进风
40、，专用斜风井回风。二、通风设备选型（一）设计依据1、矿井所需风量矿井通风容易期风量为：663/s；矿井通风困难期风量为：963/s。2、矿井所需负压矿井通风容易期负压为：430Pa；矿井通风困难期负压为：897Pa。已考虑自然风压。3、通风设备设置本矿井采用机械通风，设有专用回风斜井，在其出口处设置通风机。本矿进风主斜井井口标高为+1444.3m，副斜井井口标高为+1443.5m，回风斜井井口标高为+1442.5m。（二）通风设备选型根据矿井通风要求，设计对离心式和轴流式通风设备进行了分析比较，离心式通风机虽然具有全压效率高，噪音小，设备费用较少的优点，但存在占地面积大，土建工程量大，需建反风
41、风道，反风繁琐，通风系统的总投资高，动压损失大，运行电耗高，综合营运费用多等缺点，目前新建矿井应用不多，因此设计不予推荐。轴流式通风机可直接通过电机反转反风，系统总投资较低，设计推荐本矿井主通风机选用轴流式风机。根据矿井所需的风量和负压，考虑通风设施漏风和各种阻力损失后，轴流式通风机的计算风量和负压如下：易= kQ易=1.0566=69.3（3/s ）；（其中k为漏风系数，取1.05）难= kQ难=1.0596=100.8（3/s ）；易H易+h=430+250=680（Pa）；（其中h为风道、通风附属设备（导页、消声器等）风压损失，取250Pa）难H难+h=897+250=1147（Pa）。
42、根据上述计算，下面对适宜本矿井的三种轴流式风机进行了方案比较，详见表7-2-1矿井通风设备方案比较表。方案一：选用FBCZ型风机，该风机为高效、节能、低噪音煤矿专用防爆轴流式通风机。目前该风机已在国内矿井得到大量应用，该风机高效区域宽广，任何阻力下均可稳定运行；设有稳流装置使性能曲线无驼峰，有效地消除了喘振；该风机配带风门、消音器、扩散筒，安装简单、施工周期短、维护工作量小；风机能反转反风，不需设反风道，土建工程量小；设备振动小，不需设风机基础，风机安装在轨道上，即可长期运行，系统总投资少，年电耗较省，运行费用低。方案二：选用2K56型轴流式通风机，该风机是沈阳鼓风机厂专门为煤矿设计制造的轴流式通风机。可直
