煤矿生产能力核定

煤矿生产能力核定

第一章  提升系统及制动能力生产能力核定
一、具备条件
（一）主副立井提升系统设备、设施配套完整，符合有关规程规范要求，经具备资质的检测检验机构测试合格，已出具报告；
（二）提升系统保护装置完善、运转正常；
（三）提升系统技术档案齐全，各种运行、维护、检查、事故记录完备。每日强制性检查和维护时间应不小于4h。
二、主立井提升设备
主立井提升设备选用JKM-3.5×4（Ⅲ）塔式提升机，该提升机提升1对9t四绳箕斗，箕斗限量装载8t，担负矿井原煤提升任务，矿井年提升能力为1.2Mt/a。
１. 参数依据
提升方式：塔式多绳摩擦提升
提升量：                       原煤1.2Mt/a
井筒特征：主井井口标高：       +1276.222m
装载水平标高：                 +1023m
井底标高：                     +969.542m
井筒垂深：                     253.0m(井口至装载水平)
卸载高度：                     16.5m
装载高度：                      15m
钢丝绳最大悬垂长度：           334m
矿井设计生产能力：按年工作日330d，每天净提升时间16h计算。
2. 设计计算
（1）提升容器的确定
提升高度：        Ht＝253+16.5+15＝284.5m
提升容器：        1对9t四绳箕斗（限量装载8t）
自重：            Qc＝27000kg（包括首尾绳悬挂装置及配重）
有效载重：        Qz＝9000kg
（2）钢丝绳选择及钢丝绳安全系数校验
绳端荷重（提煤）： Qd煤＝8000+27000=35000kg
提升高度：Hc＝284.5m
钢丝绳选择：
首绳：选用38  6×36WS＋NF型钢丝绳
ZZ及SS各两根，共4根。
每根钢丝绳中全部钢丝破断力总和1033.5kN
尾绳：选用平衡扁尾绳：157×25    P8×4×19   2根        

（3）提升机：
型号：                        JKM-3.5×4（Ⅲ）
     摩擦轮直径：                  3500mm
     导向轮直径：                  3500mm
     钢丝绳最大静张力：            570kN
     钢丝绳最大静张力差：          160kN
     绳间距：                      300mm，单绳槽
     提升机运行速度：              7.33m/s
（4）电动机：
型式：                        低速直流直联电动机
功率：                        1250kW
额定定子电压：                DC750V
转速：                        40r/min
（5）制动系统
恒减速制动系统，双液压站，一用一备
（6）提升机、电动机、钢丝绳校验：
1）主导轮直径/钢丝绳直径：    (3500/38＝102.9)＞90
2）主导轮直径/最粗钢丝直径： (3500/2.166＝1615.88)＞1200
3）实际提升最大静张力及最大静张力差：
提升煤炭时最大静张力： Fz＝416.2kN＜570kN
提升煤炭时最大静张力差：Fc＝79.6kN＜160kN
4）绳垫压比：Pb＝(2Fz－Fc)/nDdk＝1.41Mpa＜2MPa
5）钢丝绳安全系数校验：
《规程》规定值：  ma＝7.2-0.0005Hc＝7.04
实际计算值：     m煤＝9.93>7.04
6）等效功率：
提煤炭时：N=906kW
（7）钢丝滑动极限减速度及安全制动减速度
根据提升系统，经计算钢丝绳在滚筒上的围抱角α＝190.1°，取摩擦衬垫的摩擦系数μ=0.25，给定制动力(滚筒边)Fzd=227.63kN，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为：
表7－1－1     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＝190.1°
衬垫摩擦系数        μ=0.25
给定制动力(滚筒边)        Fzd=227.63kN
箕斗总重        27000kg
        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        8000        0        4.44        3.19        2.88        1.52
空箕斗        0        0        3.63        2.52        3.76        2.52
（8）提升系统
（9）提升运动学及动力学
箕斗提升采用六阶段提升速度图， 提升机最大运行速度Vmax=7.33m/s，经计算，提煤一次提升循环时间：Tq=80.24s
“主立井提升速度图”及“提升力图”，见图7－1－2。
（10）年提升能力
按年工作日330天，日净提升时间16小时计算，箕斗限量8t，计入不均衡系数及提升能力富裕系数，则年实际提升能力：
A=3600×330×16×8000/(1.2×1.1×89.3×109) =1.435Mt/a
3．提升机电控及提升机房供电
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。
主立井提升机房两回10kV，50HZ电源分别引自矿井地面35/10kV变电所10kV不同母线段。本电控系统采用主回路进线为10kV高压进线，经过高压开关柜，采用晶闸管变流器向直流电机供电。
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35/10kV变电所，故障后手动切换。
4．主立井装卸载自动化及提升信号系统
主立井装卸载自动化及提升信号系统选用高性能PLC控制系统，直流电控系统与装卸载自动化系统相配合，完成从井下井底煤仓的煤位传感器、给煤机、装载皮带、定量仓下液动闸门、定重称量装置至地面卸载站的全过程的自动化控制。
在井底、井口、提升机房之间设置联络信号装置。
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等的无线通讯装置。
三、副立井提升设备
1．参数依据
提升方式：落地式多绳摩擦提升
最大班提升量：
材料设备：             23车/班
矸石车：               50车/班
保健车：               4次/天
火工品：               2次/天
其它：                 4次/班
最大班工人下井人数：   120人/班
最大件为液压支架：     重为23000kg（包括最大件与平板车重量之和）
井筒特征：井口标高：+1237m
井底大巷底板标高：+961m
提升高度：276m
2．计算结果
（1）提升容器：
一对1.5t矿车双层双车四绳罐笼（一宽一窄）
罐笼自重（宽、窄罐相同）：21000kg
（包括首、尾绳悬挂装置及配重）
乘人数：宽罐30人，窄罐25人
承载容器：1.5t矿车，900mm轨距，自重980kg，载矸2700kg。
提升内容：升降人员，设备材料
         最大件重23000kg（包括最大件与平板车重量之和）
         升降最大件时，对侧配重15000kg
升降配重时，对侧要进行二次配重8000kg
（2）提升钢丝绳
绳端荷重（提最大件）：Qd最大件＝21000+23000＝44000kg
提升最大件时的单位绳重量：PKQ＝Qd /[4×110δ/m大件－Hc）]＝2.93kg/m
提升钢丝绳：38  ZBB  6×36WS＋NF  ZZ / SS
各两根，共4根
每根钢丝绳中全部钢丝破断力总和1033.5kN
平衡扁尾绳：157×25  ZBB  P8×4×19  1470  1790  1120  2根
（3）提升机
型号：                       JKMD-3.5×4        Z（Ⅲ）
摩擦轮直径：                 3500mm
天轮直径：                   3500mm
钢丝绳最大静张力：           570kN
钢丝绳最大静张力差：         160kN
绳间距：                     300mm，双绳槽
提升机运行速度：             6.6m/s
（4）电动机：
型式：                        低速直流直联电动机
功率：                        1000kW
额定定子电压：                DC750V
转速：                        36r/min
（5）制动系统
恒减速液压制动系统，双液压站，一用一备
（6）提升机、电动机、钢丝绳校验：
1）主导轮直径/钢丝绳直径：      (3500/38=92.1) ＞90
2）主导轮直径/最粗钢丝直径：   (3500/2.166=1615.88 )＞1200
3）实际提升最大静张力及差：
提升最大件时的最大静张力：Fz=497.8kN＜570kN
提升最大件时的最大静张力差：Fc=80kN＜160kN
4）绳垫压比： Pb＝(2Fz－Fc)/nDdk＝1.72Mpa＜2MPa
5）钢丝绳安全系数：
《规程》规定值： m大件＝8.2-0.0005H＝8.03；  m人＝9.2-0.0005H＝9.03
实际计算值：      m大件＝8.21>8.03；  m人＝13.7>9.03
6） 等效功率：
提大件时：N=795.3kW
提矸石时：N=600.2kW
（7）提升系统
见图7－1－3“副立井提升系统图”。
表7－1－3              最大班作业时间平衡表
序号        提升
内容        单位        每班
提升量        每  次
提升量        每班
次数        每次
时间(S)        每班
时间(S)        备注
1        下送工人        人        120        30（均）        4        104.35        417.4        
2        上提工人        人                        4        104.35        417.4        
3        其它人员        人                        2        104.35        208.7        
4        提升矸石        车        50        2        25        74.35        1858.7        
5        材料设备        次        23                12        99.35        1192.2        
6        保健车        次                        2        74.35        148.7        
7        火工品        次                        2        756        1512        
8        其  它        次                        2        99.35        397.4        
        合  计                6152.5        
备注        最大班作业时间：1.71h，最大班工人下井时间：6.96min。
（8）提升运动学及动力学
罐笼提升采用五阶段提升速度图，一次提升循环时间：
提料：Tq=99.35s；  提人：Tq=104.35s；   
提矸：Tq=74.35s；  火工品：Tq=756s。
“副立井提升速度图”及“提升力图”，见图7－1－4。
（9）最大班作业时间平衡表
（10）钢丝绳滑动极限减速度
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)Fzd=281.7kN，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为：
3．提升机电控及提升机房供电
副立井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。
副立井提升机房两回10kV电源引自矿井工业场地35/10kV变电所，一回工作，一回备用，故障后手动切换。本电控系统采用，主回路进线为10kV高压进线，经过高压开关柜，采用晶闸管变流器向直流电机供电。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35/10kV变电所，故障后手动切换。
4．副立井操车控制及提升信号
副立井操车及提升信号选用“PXK－2型立井操车及提升信号综合系统”。
操车电控采用PLC控制系统，按副井井口、井底的操作设备的操作程序进行配置，达到工艺流程、系统配置、相互闭锁、程序控制等方面满足操车设备技术功能要求。
在井底、井口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。
表7－1－4  副立井提升系统钢丝绳滑动极限减速度及给定制动力下安全制动减速度
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)        Fzd=281.7kN
罐笼总重        21000kg
        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        23000        15000        3.81        2.67        2.54        1.50
配重        15000        8000        3.73        2.92        2.44        1.77
人员        2400        0        3.21        3.07        2.64        2.60
矸石        7360        1960        3.57        3.15        2.40        2.15
空罐        0        0        2.91        2.90        2.91        2.90
附注：提升大件时：大件重23000kg（含车重），对侧加装配重15000kg
提升配重时：配重重15000kg，对侧二次配重8000kg
提升人员时：按大罐装30人总重2400kg计，对侧最不利空罐
提升矸石时：按两车矸石总重7360kg（含车重），对侧两辆空矿车
提升空罐时：为防滑最不利一种工况
第二章  排水系统生产能力核定
一、具备条件
经核定井下排水系统能力已具备下列条件：
（一）排水系统完善，设备、设施完好、运转正常，经具备资质的检测检验机构测试合格，已出具报告。
（二）有依法批准的地质报告提供的正常涌水量和最大涌水量，以及近5年生产期间的实际涌水量数据。
（三）矿井防治水各项制度健全，各种运行、维护、检查、事故记录完备，有每年一次的全部工作水泵和备用水泵联合排水试验报告。
二、排水系统能力核定
1．参数依据
正常涌水量：145.5m3/h；
最大涌水量：179m3/h；
井口标高：＋1237m
水泵房标高：＋968m
排水高度（至地面水处理站）：269m；
水管路长度约：400m；
2．设备选型
（1）选型参数计算
水泵选型计算所需参数为：
水泵正常排水量：Q＝1.2×145.5＝174.6m3/h；
水泵最大排水量：Q＝1.2×179＝214.8m3/h；
排水高度：       HK＝269m；
计算水泵排水扬程：HJ＝K(HX＋HK)＝1.15×(5.5＋269)＝315.7m；
式中：K为扬程损失系数，HX、HK为相应的水泵吸高、排水垂高。
根据水泵必须的排水能力，选用三台MD280－43×8型煤矿用耐腐蚀离心水泵，水泵技术参数如下：额定流量Qe＝280m3/h，额定扬程He＝344m，允许吸上真空度Hst＝4.5 m，额定转速n＝1480r/min。三台水泵，一台工作，一台备用，一台检修。配套电动机功率450kW，电压10kV，转速1480r/min。
本设计对所选水泵的排水能力进行验算，验算如下：
（2）管路的确定
排水管：考虑到正常涌水量与最大涌水量，按流量Q＝280m3/h、经济流速V＝2.1m/s，计算管径为d1＝0.0188×(Q/V)1/2＝0.217m，设计采用Φ219×7mm型无缝钢管。
吸水管计算管径为d2＝d1＋0.025＝0.242m，选用Φ245×7mm型无缝钢管。
两趟排水管路经管子道，沿副井井筒敷设至地面水处理站调节池，管路长800m。
（3）管道特性曲线及工况点的确定
水泵单级管路曲线方程为：
新管：H＝Ht/n+RQ2＝36.13＋0.000068Q2
旧管：H＝Ht/n+kfRQ2＝36.13＋0.000116Q2
在MD280－43×8型单级离心泵特性曲线图中作图，交点M1、M2为水泵运行前、后期的工况点，水泵单级性能曲线见图7－3－1，工况点参数如下：
前期：流量Q1＝288m3/h，水泵扬程H1＝41.9×8＝335.2m，效率η1＝75%
后期：流量Q2＝261m3/h，水泵扬程H2＝44.0×8＝352.0m，效率η2＝75%
（4）电动机选择
电动机计算功率：
前期：Ｎ1＝QHγ/（3600×102×η）＝368.1kW
后期：Ｎ2＝QHγ/（3600×102×η）＝350.3kW
配套YB450M2－4隔爆型三相异步电动机，其参数为： P＝450kW，U＝10kV，n＝1480r/min。
经上验算，选用的排水泵能满足矿井整合后的排水要求。水泵房内共设三台水泵，一台工作，一台检修，一台备用。
正常及最大涌水时均为一台水泵、一趟管路工作。
（5）排水设备配电控制
水泵房与井下主变电所相邻，主排水泵三回10kV电源由井下主变电所直供，开关设备置于变电所内。水泵采用直接起动。
井下主排水泵房设矿用隔爆型PLC井下主排水系统集控装置，控制水泵起停、排水管电动阀门开闭、吸水侧喷射泵系统运行，并对吸水井水位进行监测。
（6）排水时间
初期正常涌水排水时间：    t1＝12.1h＜20h
初期最大涌水排水时间：    t2＝14.9h＜20h
后期正常涌水排水时间：    t1＝13.3h＜20h
后期最大涌水排水时间：    t2＝16.5h＜20h
（7）电耗计算
主排水系统的吨水百米电耗
N＝1/3.673η＝0.43＜0.5
年电耗计算：按正常涌水300d，最大涌水65d计：
初期：A＝(P/ηL)×(d1t1+d2t2)＝1.79×106kW•h
后期：A＝(P/ηL)×(d1t1+d2t2)＝1.88×106kW•h

第三章  主运输系统生产能力核定
一、具备条件
经核定井下主运输系统能力已具备下列条件：
（一）井下运输系统完善，保护齐全，运转正常；
（二）倾斜井巷内按规定装备有完善、有效的防跑车及跑车防护装置；
（三）各种行车、调度信号设施齐全，安全标志齐全、醒目，车场、巷道内照明符合规定。
二、主运输系统能力核定
一采区上仓胶带巷带式输送机：
α＝6.5°~10.26°~0°，Lh＝232.694m，提升高度：H=23.43m，PVG 680S，带强680N/mm，带速V＝2.5m/s，带宽B=1000mm。
1、参数依据
矿井设计生产能力为1.2Mt/a。
工作制度：每年330天；原煤松散密度γ＝0.9t/m3，煤的粒度0～300㎜。
每天四六班工作制，井下作业率按40%计，不均衡系数为1.2，经计算带式输送机的设计运输能力为Q＝750t/h。
2、设计计算如下：
（1）核算输送机能力
由公式    Q＝3600Svkγ
由α＝30° 查的 θ＝20° S＝0.10614m2
根据α＝10.26°，查的k＝0.95
所以Q＝817t/h≥750t/h，满足要求。
（2）根据原煤粒度核算输送机带宽
按照《煤炭工业带式输送机工程设计规范》关于带宽的确定公式 B≥2a＋0.2
B＝（2×300＋200）mm＝800mm＜1000mm
输送机带宽能满足输送300mm粒度原煤要求。
（3）计算圆周驱动力和传动功率
1）各种参数的确定
初选胶带：PVG680S
上托辊转动部分重量：q′＝18.4kg/m
下托辊转动部分重量： q″＝5.7kg/m
托辊阻力系数：ω＝0.035
物料每米重量：q＝ Q/3.6v＝83.3kg/m
胶带每米自重：q0＝13.3kg/m  
上托辊间距为1200mm，下托辊间距为3000mm，托辊槽角为30°托辊辊经133mm，导料槽长度4000mm，输送带上胶厚4.5mm，下胶厚1.5mm，托辊前倾1°23′。
2）运行阻力计算
上分支运行阻力：
   F1＝（q＋ q0＋q′）ωgLh＝9188N
下分支运行阻力：
   F2＝（q0＋ q″）ωgLh＝1518N
物料提升阻力：
   F3=qHg＝18795N
附加阻力F′＝F1′+F2′+F3′＋F4′
A. 清扫阻力：F1′＝1200N
B. 导料拦板阻力：F2′＝379N
C. 进料处使物料加速阻力：F3′＝0.142Qv＝266N
D．绕过滚筒阻力及其附加功率  F4′＝F4（1）′＋F4（2）′＋F4（3）′＋F4（4）′＝1721N
F4（1）′＝0.004×55222＝221N
F4（2）′＝600        N
F4（3）′＝400        N        
F4（4）′＝500        N
F′＝F1′+F2′+F3′＋F4′＝3566N
总运行阻力：
F＝F1＋F2＋F3 + F′＝33067N
3）电动机功率计算
传动滚筒轴功率：
N0＝F•v=33067×2.5/1000＝83kW
电动机功率：
N＝N0×1.3＝108kW
考虑重载启动，最终选用电动机功率N=160kW
4）张力计算：
本带式输送机采用单滚筒驱动，滚筒包角取210°，在传动滚筒趋入点的张力S1最大，在下分支中最小张力为S3 ，在上分支中最小张力为S4。取α＝210°，μ＝0.25。得k1＝eαμ＝2.5，k2＝eαμ/ eαμ-1＝1.67， k3＝1/ eαμ-1＝0.67
按单传动滚筒张力计算，有
S1＝F×k2 ＝55222N
S2＝S1－F＝22155N
S4＝S3＝S2＋F2－q0Hg＝20672N
校核
① S4＝20.672kN，大于<运输机械设计选用手册>表6-11最小张力8 kN。通过
② S2＝22.155kN，大于<运输机械设计选用手册>表6-12最小张力5 kN。通过
③ 采用自动拉紧，拉紧力可调，校核S1/ S2＝2.49≤k1  通过.
④ 最大张力S1＝55.222kN，小于输送带需用最大张力120kN. 通过.
⑤ 胶带安全系数校核m＝1000×680/55222＝12.3＞12   符合要求
⑥ 下垂度验算：
上胶带1%垂度要求最小张力Smin=15（q0+q）g=14215N  
下胶带1%垂度要求最小张力Smin=37.5×q0×g=4893N
下胶带最小张力Smin=S3≥14215N，
5）带式输送机所需的逆止力矩
根据公式   ML=(Fst-FH)D/2
其中：Fst＝gQLsina/3.6v＝18795N
FH＝fL｛q′+ q″+(2 q0+ q)cosa｝g＝3201N  
ML=(Fst-FH)D/2=7797N.m  
f取0.012
输送机逆止装置的额定逆止力矩M＝k2 ML
其中k2＝2
M＝k2 ML＝15594N.m
6）传动滚筒直径计算
Fmax= KAF =41.2kN       式中：KA=1.3
初选滚筒直径为Φ1000mm，则传动滚筒最大扭矩为Mmax= FmaxD/2=20.6kNm。
验算传动滚筒100100.3，许用扭矩27kNm，许用合力170kN，其强度满足使用要求。
7）拉紧装置验算
F0=S4+S3=41344(N)
拉紧行程：S=236×2%=4.72m＜10m。
ZYJ250/16.5D-B-10/100型液压自控拉紧装置，对小车的最大拉力为100kN，小车最大行程为10m，满足使用要求。
带式输送机控制采用微机控制系统，设有跑偏、打滑、断带、沿线急停、温度、烟雾等带式输送机保护装置及信号装置。
一采区胶带巷带式输送机：
α＝－3.5°，L＝512.5m，Lh＝511.539m，提升高度：H=-31.29m，PVG 680S，带强680N/mm，带速V＝2.5m/s，带宽B=1000mm。布置形式示意图见图4－3－2。
1、参数依据
矿井设计生产能力为1.2Mt/a。
工作制度：每年330天；原煤松散密度γ＝0.9t/m3，煤的粒度0～300㎜。
每天四六班工作制，井下作业率按40%计，不均衡系数为1.2，经计算带式输送机的设计运输能力为Q＝750t/h。
2、设计计算如下：
（1）核算输送机能力
由公式    Q＝3600Svkγ
由α＝30° 查的 θ＝20° S＝0.10614m2
根据α＝－3.5°，查的k＝1
所以Q＝860t/h≥750t/h，满足要求。
（2）根据原煤粒度核算输送机带宽
按照《煤炭工业带式输送机工程设计规范》关于带宽的确定公式 B≥2a＋0.2
B＝（2×300＋200）mm＝800mm＜1000mm
输送机带宽能满足输送300mm粒度原煤要求。
（3）计算圆周驱动力和传动功率
1）各种参数的确定
初选胶带：PVG680S
上托辊转动部分重量：q′＝18.4kg/m
下托辊转动部分重量： q″＝5.7kg/m
托辊阻力系数：ω＝0.035（空载、有载）ω＝0.012（有载出现负功）
物料每米重量：q＝ Q/3.6v＝83.3kg/m
胶带每米自重：q0＝13.3kg/m  
上托辊间距为1200mm，下托辊间距为3000mm，托辊槽角为30°托辊辊经133mm，导料槽长度4000mm，输送带上胶厚4.5mm，下胶厚1.5mm，托辊前倾1°23′。
2）运行阻力计算
① 空载运行阻力计算(ω＝0.035)
上分支运行阻力：
   F1＝（q＋ q0＋q′）ωgLh＝5568N   
下分支运行阻力：
   F2＝（q0＋ q″）ωgLh＝3338N   
物料提升阻力：
   F3=qHg＝0N
附加阻力F′＝F1′+F2′+F3′＋F4′
A. 清扫阻力：F1′＝1200N
B. 导料拦板阻力：F2′＝0N
C. 进料处使物料加速阻力：F3′＝0.142Qv＝0N
D．绕过滚筒阻力及其附加功率  F4′＝F4（1）′＋F4（2）′＋F4（3）′＋F4（4）′＝2193N
F4（1）′＝0.004×23011＝93N
F4（2）′＝600×2＝1200N
F4（3）′＝400N        
F4（4）′＝500N
F′＝F1′+F2′+F3′＋F4′＝3393N
总运行阻力：
   F空＝F1＋F2－F3 + F′＝12299N
②有载运行阻力计算(ω＝0.035)
上分支运行阻力：
   F1＝（q＋ q0＋q′）ωgLh＝20198N  
下分支运行阻力：
   F2＝（q0＋ q″）ωgLh＝3337N   
物料提升阻力：
   F3=qHg＝－25569N
附加阻力F′＝F1′+F2′+F3′＋F4′
A. 清扫阻力：F1′＝1200N
B. 导料拦板阻力：F2′＝379N
C. 进料处使物料加速阻力：F3′＝0.142Qv＝266N
D．绕过滚筒阻力及其附加功率  F4′＝F4（1）′＋F4（2）′＋F4（3）′＋F4（4）′＝2500N
F4（1）′＝0.004×99933＝400N   
F4（2）′＝600×2＝1200N
F4（3）′＝400N        
F4（4）′＝500N
F′＝F1′+F2′+F3′＋F4′＝4345N
总运行阻力：
   F有1＝F1＋F2－F3 + F′＝53449N
③有载运行阻力计算(ω＝0.012)
上分支运行阻力：
   F1＝（q＋ q0＋q′）ωgLh＝6925N
下分支运行阻力：
   F2＝（q0＋ q″）ωgLh＝1144N
物料提升阻力：
   F3=qHg＝－25569N
附加阻力F′＝F1′+F2′+F3′＋F4′
A. 清扫阻力：F1′＝1200N
B. 导料拦板阻力：F2′＝379N
C. 进料处使物料加速阻力：F3′＝0.142Qv＝266N
D．绕过滚筒阻力及其附加功率  F4′＝F4（1）′＋F4（2）′＋F4（3）′＋F4（4）′＝2500N
F4（1）′＝0.004×99933＝400N
F4（2）′＝600×2＝1200N
F4（3）′＝400N        
F4（4）′＝500N
F′＝F1′+F2′+F3′＋F4′＝4345N
总运行阻力：
   F有2＝F1＋F2－F3 + F′＝37983N
根据以上工况做比较︳F有1︳最大，故设计按空载计算功率。
3）电动机功率计算
传动滚筒轴功率：
N0＝F•v=53449×2.5/1000＝134kW
电动机功率：选用双传动滚筒双电机驱动，电动机功率备用系数k＝1.4，N＝k N0＝1.4N0＝1.4N0＝1.4×134＝188kW即2×94kW，考虑到附加功率等因素取电机功率N＝2×132kW。
4）张力计算：
本次设计采用双滚筒按功率配比P1：P2＝1：1 。在传动滚筒趋入点的张力S1最大，在下分支中最小张力为S3，在上分支中最小张力为S4。取第一滚筒ρ1＝210°，第二滚筒ρ2＝210°。查μ1＝0.25， eμ1ρ1＝2.4，μ2＝0.25， eμ2ρ2＝2.4。根据欧拉公式取k1＝eαμ＝2.5， k2＝eαμ/ eαμ-1＝1.67， k3＝1/ eαμ-1＝0.67
A. 不打滑校核
采用液力制动器，输送机满载起动或制动时出现的最大圆周驱动力，启动时F UMAX＝F×kA，启动系数KA＝1.3
F UMAX＝F×kA ＝69484N
由式（3.5-1）得S2≥F UMAX×k3＝46484N  所以按传动条件应满足S2≥46484N
上胶带1%垂度要求最小张力Smin=15（q0+q）g=14215N  
下胶带1%垂度要求最小张力Smin=37.5×q0×g=4873N
所以按垂度条件应满足S3＝S4≥14215v
B. 回程段阻力计算：
回空分支区段上各项阻力总和
S2＝S3＋ωLg(q′＋q0cosa）＋q0Hg＝23871N＜46484N不满足要求，
比较上述结果：最小张力应由不打滑条件决定。故取S2＝46484N
C. 输送带张力确定
S1＝S2＋F＝99933N
S3 ＝S2－ωLg(q′＋q0cosa）－q0Hg ＝36818N
S1/ S2＝2.14＝2.5 通过
D. 胶带安全系数校核
m＝680×1000/89818＝14.7＞12   符合要求
5）带式输送机所需的逆止力矩
根据公式   ML=(Fst-FH)D/2
其中：Fst＝gQLsina/3.6v＝25569N
FH＝fL｛q′+ q″+(2 q0+ q)cosa｝g＝8072N  
ML=(Fst-FH)D/2=16821N.m  
f取0.012
输送机逆止装置的额定逆止力矩M＝k2 ML
其中k2＝2
M＝k2 ML＝33642N.m
6）传动滚筒直径计算
Fmax= KAF =69.484kN       式中：KA=1.3
初选滚筒直径为Φ1000mm，则传动滚筒最大扭矩为Mmax= FmaxD/2=34.741kNm。
验算传动滚筒100100.4，许用扭矩40kNm，许用合力210kN，其强度满足使用要求。
7）拉紧装置验算
F0=S4+S3=73636(N)
拉紧行程：S=512×2%=10m≤10m。
ZYJ250/16.5D-B-10/100型液压自控拉紧装置，对小车的最大拉力为100kN，小车最大行程为10m，满足使用要求。
带式输送机控制采用微机控制系统，设有跑偏、打滑、断带、沿线急停、温度、烟雾等带式输送机保护装置及信号装置。
上仓胶带大巷带式输送机：
α＝13°~5.35°，L＝479m，Lh＝452.83m，提升高度：H=91.3m，PVG1600S，带强1600N/mm，带速V＝2.5m/s，带宽B=1000mm。
布置形式示意图见图4－3－3。
1、参数依据
矿井设计生产能力为1.2Mt/a。
工作制度：每年330天；原煤松散密度γ＝0.9t/m3，煤的粒度0～300㎜。
每天四六班工作制，井下作业率按40%计，不均衡系数为1.2，经计算带式输送机的设计运输能力为Q＝750t/h。
2、设计计算如下：
（1）核算输送机能力
由公式    Q＝3600Svkγ
由α＝30° 查的 θ＝20° S＝0.10614m2
根据α＝13°，查的k＝0.92
所以Q＝791t/h≥750t/h，满足要求。
（2）根据原煤粒度核算输送机带宽
按照《煤炭工业带式输送机工程设计规范》关于带宽的确定公式 B≥2a＋0.2
B＝（2×300＋200）mm＝800mm＜1000mm
输送机带宽能满足输送300mm粒度原煤要求。
（3）计算圆周驱动力和传动功率
1）各种参数的确定
初选胶带：PVG1600S
上托辊转动部分重量：q′＝18.4kg/m
下托辊转动部分重量： q″＝5.7kg/m
托辊阻力系数：ω＝0.035
物料每米重量：q＝ Q/3.6v＝83.3kg/m
胶带每米自重：q0＝18.5kg/m  
上托辊间距为1200mm，下托辊间距为3000mm，托辊槽角为30°托辊辊经133mm，导料槽长度4000mm，输送带上胶厚4.5mm，下胶厚1.5mm，托辊前倾1°23′。
2）运行阻力计算
上分支运行阻力：
   F1＝（q＋ q0＋q′）ωgLh＝18689N
下分支运行阻力：
   F2＝（q0＋ q″）ωgLh＝3763N
物料提升阻力：
   F3=qHg＝74608N
附加阻力F′＝F1′+F2′+F3′＋F4′
A. 清扫阻力：F1′＝1200N
B. 导料拦板阻力：F2′＝379N
C. 进料处使物料加速阻力：F3′＝0.142Qv＝266N
D．绕过滚筒阻力及其附加功率  F4′＝F4（1）′＋F4（2）′＋F4（3）′＋F4（4）′＝2643N
F4（1）′＝0.004×135567＝543N
F4（2）′＝600×2＝1200N
F4（3）′＝400N        
F4（4）′＝500N
F′＝F1′+F2′+F3′＋F4′＝4488N
总运行阻力：
   F＝F1＋F2＋F3 + F′＝101548N
3）电动机功率计算
传动滚筒轴功率：
   N0＝F•v=101548×2.5/1000＝254kW
4）张力计算：
A. 不打滑校核
本次设计采用双滚筒按功率配比P1：P2＝1：1 。取第一滚筒ρ1＝170°，第二滚筒ρ2＝210°。查μ1＝0.25， eμ1ρ1＝2.5，μ2＝0.25， eμ2ρ2＝2.5。
Fu1＝Fu2＝F/2＝101548/2＝50774N
设第二滚筒eμ2ρ2值用足，查表得k2＝1.67，按双传动滚筒张力计算，有
S1－2－S2＝Fu2＝50774N
S1－2＝Fu2eμ2ρ2/（eμ2ρ2－1）＝50774×1.67＝84793N
S2＝ S1－2－Fu2＝34019N
S1＝S2＋Fu＝135567N
S3＝S4＝S2＋F2－q0Hg＝21212N
校核
a S2＝34.019(kN)，大于最小张力13(kN).通过。
b 查表上分支挠度为托辊间距的2％时，最小张力S‘＝8KN.通过。
c 采用自动拉紧，拉紧力可调，不需要起动校核。按双传动滚筒张力计算，应满足
S1－2/S2＝2.39＜eμ2ρ2    通过
S1/S1－2＝1.58＜eμ1ρ1    通过
下垂度验算：
上胶带1%垂度要求最小张力Smin=15（q0+q）g=14980N  
下胶带1%垂度要求最小张力Smin=37.5×q0×g=6806N
胶带最小张力Smin=S3=21212N≥14980N，通过。
电动机计算功率：选用双传动滚筒双电机驱动，电动机功率备用系数k＝1.4，N＝k N0＝1.4N0＝1.4N0＝1.4×254＝356kW即2×173kW，考虑到附加功率等因素取电机功率N＝2×200kW。
B. 胶带安全系数校核
m＝1000×1600/135567＝11.8＞10   符合要求
5）带式输送机所需的逆止力矩
根据公式   ML=(Fst-FH)D/2
其中：Fst＝gQLsina/3.6v＝74608N
FH＝fL｛q′+ q″+(2 q0+ q)cosa｝g＝7969N  
ML=(Fst-FH)D/2=33320N.m  
f取0.012
输送机逆止装置的额定逆止力矩M＝k2 ML
其中k2＝2
M＝k2 ML＝66640N.m
6）传动滚筒直径计算
Fmax= KAF =146.783kN       式中：KA=1.3
初选滚筒直径为Φ1000mm，则传动滚筒最大扭矩为Mmax= FmaxD/2=31.213kNm。
验算传动滚筒100100.4，许用扭矩40kNm，许用合力210kN，其强度满足使用要求。
7）拉紧装置验算
F0=S4+S3=42424(N)
拉紧行程：S=479×2%=9.58m≤10m。
ZYJ250/16.5D-B-10/100型液压自控拉紧装置，对小车的最大拉力为100kN，小车最大行程为10m，满足使用要求。
带式输送机控制采用微机控制系统，设有跑偏、打滑、断带、沿线急停、温度、烟雾等带式输送机保护装置及信号装置
第四章  主通风系统生产能力核定
一、具备条件
核定通风系统生产能力具备下列条件：
（一）有完整独立的通风、防尘、防灭火及安全监控系统，通风系统合理，通风设施完好可靠；
（二）采用机械通风，运转主要通风机和备用主要通风机必须具备同等能力，矿井主要通风机经具备资质的检测检验机构测试合格；
（三）安全检测仪器、仪表齐全，性能可靠；
二、能力核定
1、风量计算
根据煤矿通风能力核定标准AQ1056-2008，矿井需要的风量按下列要求分别计算，并选取其中的最大值：
（1）按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需要风量的总和计算
Q矿＝（ΣQ采＋ΣQ掘＋ΣQ硐＋ΣQ备＋ΣQ其他）K
式中：
Q矿——矿井总风量，m3/s；
ΣQ采——采煤工作面实际需要风量的总和，m3/s；
ΣQ掘——掘进工作面实际需要风量的总和，m3/s；
ΣQ硐——独立通风的硐室实际需要风量的总和，m3/s；
ΣQ备——备用工作面需风量总和，m3/min；
ΣQ其他——采煤、掘进、独立通风硐室以外其他井巷需要通风风量的总和，m3/s；
K——矿井通风系数，取1.25。
1）采煤工作面实际需要风量的计算
每个采煤工作面实际需要风量，按工作面气象条件、瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、人员和爆破后的有害气体产生量等规定分别进行计算，取其中最大值。
A、按气象条件计算
Qcf＝60×70%×vcf×Scf•kch•kcl
式中：vcf——采煤工作面的风速，按采煤工作面进风流的温度取1.2m/s；
Scf——采煤工作面的平均有效断面积，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算，33.47m2；
kch——采煤工作面采高调整系数，取1.2；
kcl——采煤工作面长度调整系数，取1.2；
70%——有效通风断面系数；
60——为单位换算产生的系数。
Qcf＝60×70%×1.2×33.47×1.2×1.2＝2429.12m3/min＝40.48m3/s
B、按瓦斯涌出量计算
Qcf＝100•qcg•kcg
式中：qcg——采煤工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量，m3/min；
一采区回采工作面最大绝对瓦斯涌出量为52.62m3/min，根据煤炭工业合肥设计研究院编制的《山西潞安集团左权阜生煤业有限公司瓦斯抽采工程变更初步设计》抽采率为83.9%，则抽采后绝对瓦斯涌出量为8.49m3/min；二采区回采工作面最大绝对瓦斯涌出量为115.31m3/min，抽采率为83.2%，则抽采后绝对瓦斯涌出量为19.38m3/min。
kcg——采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，1.5；
100——按采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1％的换算系数。
通风容易时期：Qcf＝100×8.49×1.5＝1273.5m3/min＝21.23m3/s
通风困难时期：Qcf＝100×19.38×1.5＝2907m3/min＝48.45m3/s
C、按工作人员数量验算
Qcf≥4Ncf
式中：Ncf——采煤工作面同时工作的最多人数，人；
4——每人需风量，m3/min。
Qcf≥4×34≥136m3/min＝2.27m3/s
按以上计算结果取最大值，即通风容易时期Qcf＝40.48m3/s，取41m3/s，通风困难时期Qcf＝48.45m3/s，取49m3/s。
D、按风速进行验算
验算最小风量：Qcf≥60×0.25Scb
式中：Scb——采煤工作面最大控顶有效断面积，m2，Scb＝lcb×hcf×70%＝25.25m2；
lcb——采煤工作面最大控顶距，m；
hcf——采煤工作面实际采高，m；
0.25——采煤工作面允许的最小风速，m/s。
Qcf≥60×0.25×25.25＝378.75m3/min＝6.3m3/s
b）验算最大风量：Qcf≤60×4.0Scs
式中：Scs——采煤工作面最小控顶有效断面积，m2，Scs＝lcs×hcf×70%＝21.61m2；
lcs——采煤工作面最小控顶距，m；
70%——有效通风断面系数；
4.0——采煤工作面允许的最大风速，m/s；
Qcf≤60×4.0×21.61＝5186.4m3/min＝86.44m3/s
满足风速要求。
E、备用工作面实际需要风量，应满足瓦斯、二氧化碳、气象条件等规定计算的风量，且最少不应低于采煤工作面实际需要风量的50%。
通风容易时期： ＝20.5m3/s
通风困难时期： ＝24.5m3/s
2）掘进工作面实际需要风量的计算
每个掘进工作面实际需要风量，应按瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、人员、爆破后的有害气体产生量以及局部通风机的实际吸风量等规定分别进行计算，然后取其中最大值。
A、按照瓦斯涌出量计算
Qcf＝100•qhg•khg
式中：qhg——掘进工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量，m3/min；根据瓦斯涌出量预测变更报告，矿井一采区掘进工作面最大绝对瓦斯涌出量为5.37m3/min，二采区掘进工作面绝对最大瓦斯涌出量为10.01m3/min。一、二采区掘进工作面预抽量分别为2.77m3/min、6.79m3/min，则一、二采区掘进工作面风排量分别为2.6m3/min、3.22m3/min。
khg——掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，1.7；
100——按掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1％的换算系数。
通风容易时期：Qcf＝100×2.77×1.7＝470.9m3/min＝7.84m3/s
通风容易时期：Qcf＝100×3.22×1.7＝547.4m3/min＝9.12m3/s
B、按炸药量计算
Qcf≥25Acf
式中：Acf ——掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，kg；
25 ——每千克一级煤矿许用炸药需风量，m3/min；
Qcf≥25×4＝100m3/min＝1.67m3/s
C、按局部通风机实际吸风量计算
Qhf＝Qaf•I+60×0.25Shd
式中：Qaf——局部通风机实际吸风量，岩巷采用FBD№6.3/2×22型局部通风机，最大吸风量为560m3/min；煤巷采用FBD№7.1/2×45型局部通风机，最大吸风量为730m3/min；
I——掘进工作面同时通风的局部通风机台数；
0.25——有瓦斯涌出的岩巷，半煤岩巷和煤巷允许的最低风速；
Shd——局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，岩巷断面积为22.88m2；煤巷断面积为21m2。
Qhf岩＝560＋60×0.25×22.88＝903.2m3/min＝15.05m3/s
Qhf煤＝730＋60×0.25×21＝1045m3/min＝17.42m3/s
D、按工作人员数量验算
Qaf≥4Nhf
式中：Nhf——掘进工作面同时工作的最多人数，人；
4——每人需风量，m3/min。
Qaf≥4×20＝80m3/min＝1.33m3/s
按以上计算结果取最大值，即Qcf岩＝15.05m3/s，取16m3/s；Qcf煤＝17.42m3/s，取18m3/s。
E、按风速进行验算
a）验算最小风量：Qaf≤60×0.25Shf＝60×0.25×21＝315m3/min＝5.25m3/s
b）验算最大风量：Qaf≤60×4.0Shf＝60×4.0×21＝5040m3/min＝84m3/s
式中：Shf——掘进工作面巷道的净断面积，21m2。
满足风速要求。
设计配备4个掘进工作面，岩巷掘进头配风16m3/s，煤巷掘进头配风18m3/s。则：
∑Qhf＝2×16＋2×18＝68m3/s。
3）硐室需风量计算
独立通风硐室配风如下：采区变电所配2m3/s，蓄电池充电硐室3m3/s，爆炸材料库3m3/s。
∑Qur＝10m3/s。
4）其他用风巷道实际需风量计算
按实际用风地点计算：∑Qrl＝20m3/s。
故由以上计算可得矿井通风容易时期总风量为：
Qra≥（41＋20.5＋68＋10＋15）×1.25＝199.37m3/s，取200m3/s。
故由以上计算可得矿井通风困难时期总风量为：
Qra≥（49＋24.5＋68＋10＋20）×1.25＝214.37m3/s，取215m3/s。
（2）风量分配
根据上述计算，通风容易时期和困难时期风量分配分别见表6－2－1、表6－2－2。
表6－2－1              矿井通风容易时期风量分配表
顺序        用 风 地 点        数量（个）        单位配风量（m3/s）        总配风量（m3/s）
1        采煤工作面        1        42        42
2        备用工作面        1        21        21
3        岩巷掘进工作面        2        18        36
4        煤巷掘进工作面        2        20        40
5        采区变电所        2        3        6
6        蓄电池充电硐室        1        3        3
7        爆炸材料库        1        3        3
8        其他地点                        49
9        合    计                        200
表6－2－2             矿井通风困难时期风量分配表
顺序        用 风 地 点        数量（个）        单位配风量（m3/s）        总配风量（m3/s）
1        采煤工作面        1        50        50
2        备用工作面        1        25        25
3        岩巷掘进工作面        2        18        36
4        煤巷掘进工作面        2        20        40
5        采区变电所        2        3        6
6        蓄电池充电硐室        1        3        3
7        爆炸材料库        1        3        3
8        其他地点                        52
9        合    计                        215
详见矿井通风系统示意图。
（3）负压及等积孔计算
① 矿井负压采用下式计算：
h＝∑(αLPQ2)/S3＋h局
式中：h──矿井通风总阻力，Pa；
α──井巷摩擦阻力系数，N•s2/m4；
L──井巷长度，m；
P──巷道断面净周长，m；
S──井巷净断面面积，m2；
Q──通过井巷的风量，m3/s；
h局──局部通风阻力，按摩擦阻力的15％计。
根据矿井生产初期和后期回采工作面及掘进工作面的井下具体位置及风机合理的服务年限，经计算，矿井通风容易时期通风总阻力为1896Pa，矿井通风困难时期的通风总阻力为2890Pa。通风容易时期和通风困难时期的通风总阻力计算见表6－2－3和表6－2－4。
② 矿井等积孔根据下式计算：

式中：A──矿井等积孔，m2；
Q──矿井风量，m3/s；
h──矿井负压，Pa。
经计算，通风容易时期矿井等积孔：Al＝5.47m2，通风困难时期矿井等积孔：A2＝4.76m2，矿井通风难易程度属容易。
五、通风设施、防止漏风和降低风阻的措施
为保证矿井正常通风和安全生产，根据通风系统需要，按规定设置了风门、风桥、调节风窗、密闭等通风设施。为防止漏风，通风设施要按作业规程施工，以保证其应有的作用。对矿井通风系统要经常检查，通风设施要完备齐全，对有损坏的地方要及时修补更换，风门设置应满足反风需要。为降低风阻，除设计尽量采用并联通风外，在实际生产中应避免在主要风路堆放杂物，以防风流紊乱和局部风速超限。
第五章  主压风系统生产能力核定
一、具备条件
核定压风系统生产能力具备下列条件：
（一）压风机、压风管路等设施完好可靠；
（二）矿井主要压风机经具备资质的检测检验机构测试合格，并出具报告；
（三）安全检测仪器、仪表齐全，性能可靠；
二、能力核定
一、参数依据
锚杆打眼安装机     4台   3.2 m3/min        0.3～0.6MPa；
混凝土喷射机       2台   5～8 m3/min       0.2～0.4Mpa；
气动凿岩机         1台   5m3/min          0.3～0.6MPa。
二、空气压缩机能力核定
1．结合上述提供数据可求出最大耗气量为：Q＝α1α2γ∑miqiki＝41.2m3/min
式中：α1——为管路全长L的漏气系数取1.2；
α2——为考虑风动机械磨损取1.1；
γ——为海拔修正系数取1.03；
mi——为同型号风动机械在一个班内使用的台数；
qi——为风动机械的额定耗气量；
ki——为同型号风动机械同时使用系数取0.9。
2．按井下最大班作业人数所需的供气量计算：
最大班井下作业人数为n＝120人。
Q人＝αn•0.3＝43.2m3/min。
可以看出Q掘＜Q人，因此，本设计以Q人＝43.2m3/min作为选择空气压缩机的依据。
计算压气管路直径d＝6.563Q0.37Lo0.2＝128.8mm，式中L0＝3000m，本次设计选用Φ159×5mm型无缝钢管。压风管路自地面空气压缩机房经副井井筒敷设至井底，然后，沿轨道大巷铺设到井下各工作地点，每隔50m，设有阀门，留有出口，并在出口处设减压阀减压至正常气压，当发生灾害时每个出口可供5—8人用气。
结合上述参数，本次设计选用OGFD-41/8.5型螺杆式空气压缩机三台，正常工作时一台工作，一台备用，一台检修。抢险救灾时候两台同时投入工作，一台备用。单台空压机排气量41.0m3/min，排气压力0.85MPa，配套电机10kV，250kW。
3．验算管道压力损失：
主管路：△P1＝10-12LQ1.85/d5＝0.033MPa； 其中L=1200m， d=0.159m；
支管路：△P2＝10-12LQ1.85/d5＝0.026MPa； 其中L=1300m， d=0.089m；
则管道压力损失为∑△Pi＝△P1＋△P2＝0.059MPa
出口压力P＝Pp＋∑△Pi＋0.1＝0.759Mpa，满足要求。
空压机房两回10kV电源，引自工业场地35/10kV变电所10kV不同母线段。本通风机采用厂家配套电动机，电动机额定功率250kW，电压为10kV。
年电耗：W＝n1NkBT/ηdηc(0.8Q/n1QH＋0.2)＝5.06×106 kW•h/a
螺杆式空压机设置于矿井工业场地，完全可满足各用风设备的工作要求。
第六章  供电系统生产能力核定
一、具备条件
核定供电系统能力必备条件：
（一）供电系统合理，设备、设施及保护装置完善，技术性能符合规定要求，运行正常；
（二）供电系统技术档案齐全，各种运行、维护、检查、事故记录完备，管理维护制度健全；
（三）年产6万t及以上的矿井应有两回路独立的、不得分接任何负荷的电源线路；
（四）年产6万t以下的矿井采用独立的、未分接任何负荷的单回路电源供电时，应有满足通风、排水、提升等矿井设备可靠运转的备用电源。
二、能力核定
1、供电系统简介：
我公司供电设35kV变电站一座。变电站有两趟35kV进线，两趟进线均为专线。一趟引自突堤220kV变电站，一趟引自左权110kV变电站，两回路不分接任何负荷，且无负荷定量器。
阜生Ⅰ线引自突堤220kV变电站，线路全长不到7km，架空线型号为LGJ-240铝钢绞线；阜生Ⅱ线引自左权110kV变电站，线路全长不到12km，架空线型号为LGJ-240铝钢绞线。
正常情况下，采用一回路运行时，另一回路必须带电备用，当主供线路故障停电时，备用线路自动合闸投入运行。地面供电电缆全部为电缆，电缆全部沿电缆沟敷设，通风、排水、提升等矿井设备均由引自35kV变电站不同10kV母线引出的双回路供电，地面所有10kV负荷都经过核相，能够合环倒负荷。
我公司供电系统合理，设备、设施及保护装置完善，技术性能符合规定要求，运行正常；而且供电系统技术档案齐全，各种运行、维护、检查、事故记录完备，管理维护制度健全。
2、线路压降计算：
架空线LGJ-240铝钢绞线电阻为0.138Ω/km，电抗为0.369Ω/km，cosΦ为0.5，允许载流量Iy=536A，按照满负荷16000kVA计算电压降。
满负荷时运行电流：

I=264A<536A=Iy
架空线允许载流量满足最大负荷运行要求。
1、阜生一线线路总阻抗为：

电压降为：

电压降比率为：

电压降小于5%，符合要求。
2、阜生二线线路总阻抗为：

电压降为：

电压降比率为：
电压降小于5%，符合要求。
经计算阜生一线、阜生二线满足线路压降远小于5%，符合要求。
3、线路生产能计算：
由于我公司地质条件较差，瓦斯大，故吨煤电耗较大，达到W=43.24kWh/t。
电压降达到5%时，下降的电压为：

由于阜生二线比阜生一线阻抗大，故只需要计算阜生二线即可，此时电流为：

小于线路允许载流量Iy=536A，按线路允许的载流量计算，线路电压降又不超过5%的线路合理、允许的供电容量：
kW
将P、W代入公式 ，得电源线路生产能力：

经计算得我公司电源线路生产能力为每年273万吨。
4、主变压器生产能计算：
将P、W、ψ代入公式 ，得电源线路生产能力：

经计算得我公司主变压器生产能力为每年175万吨。