XX煤矿扩建工程初步设计修改说明书.doc

xxxx 县县 xxxx 煤矿煤矿 扩扩建建工工程程初初步步设设计计 修修改改 说说明明 xxxxxxxx 勘察设计院有限责任公司勘察设计院有限责任公司 二零一一年十二月二零一一年十二月 目目 录录 一、原初步设计和专篇的批复情况一、原初步设计和专篇的批复情况.1 二、初步设计修改项目二、初步设计修改项目.1 三、修改项目的设计、验算三、修改项目的设计、验算.3 （一）矿井通风验算.3 （二）运输机车修改.16 （三）提升绞车修改.21 （四）架空乘人装置修改.31 （五）压缩空气设备修改.35 （六）排水设备修改.39 （七）供电系统修改.48 （八）井下安全避险系统.56 (九) 其它57 附件目录：附件目录： 1、xx 省经委川经煤炭函20091300 号文， 关于 xx 县 xx 煤矿 扩建工程初步设计（代可行性研究报告、含开发利用方案）的批复 2、xx 煤矿安全监察局川煤监审批2009404 号关于 xx 县 xx 煤矿 扩建工程初步设计安全专篇的批复 3、关于 xx 县 xx 煤矿扩建工程项目开工备案通知书，乐市煤开工备 字200930 号。 4、乐市经信2010198 号,乐山市经济和信息化委员会关于公布 2010 年度矿井瓦斯等级鉴定结果的通知； 5、采矿许可证(c5100002009111120045020)； 6、xx 煤矿煤层情况变化说明。 图图 纸纸 目目 录录 序号名 称图 号比 例 1 矿井开拓方式平面图(修改) tc11015-109-11: 2000 2 开拓方式剖面图(修改) tc11015-109-21:2000 3 采区巷道布置及机械设备配备平面图(修改) tc11015-163-11: 2000 4 采区巷道布置剖面图(修改) tc11015-163-21:2000 5 通风系统及网络示意图（投产时期）(修改) tc11015-171-1 示 意 6 井下供电系统图 (修改) tc11015-201-2 示 意 1 一、原初步设计和专篇的批复情况一、原初步设计和专篇的批复情况 由 xxxx 勘察设计院有限责任公司编制的xx 县 xx 煤矿扩建工 程初步设计说明书已经 xx 省经济委员会以川经煤炭函2009 1300 号文批复，安全专篇已经 xx 煤矿安全监察局以（川煤监审批 2009404 号文件批复。 二、初步设计修改项目二、初步设计修改项目 根据矿方申请，结合矿井实际，我院在不改变初步设计开拓方案 的前提下，对原xx 县 xx 煤矿 扩建工程初步设计说明书进行 部份修改。 1、主要修改原因 矿井扩建工程中，得知矿井原设计首采工作面北西部分为顺兴煤 矿所采，采空区存在积水，xx 煤矿工作面只能降低开采标高布置。 在+160m 标高施工中，揭露 k2 煤层顶板砂岩裂隙水较大，如果工作 面采用俯斜开采，涌水积聚在采煤工作面，可导致无法采煤，需要改 变采煤工作面推进方式，改俯采为仰采，因此水平标高也相应修改以 利开采。鉴于上述主要原因，因此对原初步设计进行部份修改。 2、主要修改项目 详细修改项目见表 2-1。 表表 2-12-1 初步设计修改项目对照表初步设计修改项目对照表 序 号 修改 项目 原初步设计初步设计修改修改原因 1 井口 标高 主斜井标高：+370m， 副斜井标高+370.98m，回风 斜井标高+372.8m。 主斜井标高：+374.9m，副 斜井标高+374m，回风斜井标高 +373.5m。 经有测量资质的 单位实测而得。 2 三水平 标高 三水平标高+170m。 三水平标高+160m。 根据变化后的煤层 赋存条件作相应修改。 3 采煤 方法 倾向长壁采煤法，俯采。倾向长壁采煤法，仰采。 k2 煤层顶板砂岩裂 隙水较大，如果俯采 涌水会积存在工作面 无法采煤，而仰采则 涌水浸入采空区。 2 序 号 修改 项目 原初步设计初步设计修改修改原因 4 巷道支 护及断 面形状 主、副斜井、回风斜井、 回风石门半园拱砌碹或锚喷 支护；水平回风巷、水平运 输巷道半园拱砌碹支护；带 区运输巷、带区回风巷道梯 形断面，金属支架支护。 主、副斜井、回风斜井、 回风石门、水平运输巷道半园 拱锚喷支护；水平回风巷、带 区运输巷、带区回风巷、采面 巷道梯形或矩形断面，金属支 架或无腿金属梁加锚网支护。 根据巷道围岩岩性 确定。详见主要巷道 断面图册 tc11015- 122。 5 带区运 输大巷 运输方 式 带区运输大巷采用蓄电 池式电机车牵引 1t 矿车运 输。 带区运输大巷采用皮带运 输机运输。 皮带运输机运输 量大，安全经济，可 以适应巷道坡度的较 大变化。 6 人员定 位系统 未设计。 安装井下人员定位系统,型号 为 kj151。 按安监总煤装 201115、33 号文 规定。 7 紧急避 险系统 未设计。 投产时避难硐室布置在 +160m 运输大巷一侧岩层中。 其它采、掘工作面每隔 1000m 设置的避难硐室在进行带区设 计时确定其位置。 按安监总煤装 201115、33 号文 规定。 8 机车运 输 原设计采用 cty5/6g 型矿用 特殊型蓄电池电机车。 选用 ccg3.0/600fb 型矿用 防爆柴油机钢轮机车。 利用已购买设备。 9 提升绞 车 主斜井提升绞车选用 jtp- 1.61.2 型单滚筒矿用提 升绞车，电动机功率 160kw，最大静张力 45kn， 滚筒直径 1.6m,宽度 1.2m， 绳速 3.4m/s。 主斜井选用 1 台 jtp- 1.61.2-24 型单滚筒矿用提 升绞车，电动机功率 132kw， 最大静张力 45kn，滚筒直径 1.6m,宽度 1.2m，绳速 2.5m/s。 因斜长发生变化，重 新选择设备。 10 架空乘 人装置 副斜井选用 1 台 rjy30- 24/494 型煤矿用固定抱索 器架空乘人装置。 副斜井选用 1 台 rjy30- 35/600 型架空乘人装置。 因斜长发生变化，重 新选择设备。且该设 备已购买。 11 压缩空 气设备 2 台 sa-75w 型螺杆式空 气压缩机排气量 12.8m3/min，排气压力 0.85mpa，电机功率 75kw。1 台工作，1 台备用。 3 台 sa-120a 型螺杆式空 气压缩机排气量 21m3/min，排 气压力 0.85mpa，电机功率 110kw。2 台工作，1 台备用。 按安监总煤装 201115、33 号文 规定设计完善字全监 控、人员定位、压风 自救、紧急避险系统。 12 主排水 泵 +170m 水泵房选用 3 台 md25-309 型主排水泵。 该水泵电机功率为 37kw， 额定流量为 25m3/h，额定扬 程为 270m，额定效率 54%。 +160m 水泵房选用 3 台 md46- 309 型主排水泵。该水泵电 机功率为 55kw， ，额定流量为 46m3/h，额定扬程为 270m，额 定效率 70%。 水平标高修改，利 用已购买设备。且增 加了排水能力，减少 了排水时间。 13 电源线 路 来自向平火电厂电源，电压 10kv，供电距离 10km，采 用一趟 lgj-370 型架空线 路输送至主井口变电所。 该矿向平火电厂电源为 6kv，且供电距离为 5km，架空 线为 lgj-3120 型。 矿方重新提供供电 协议，经效核计算满 足要求 3 序 号 修改 项目 原初步设计初步设计修改修改原因 14 地面变 压器 原两回路均为 10kv，地面 安设 2 台 s11-500/10/0.4 型电力变压器。 其中一回修改 6kv 后，增加 1 台 s11-1250/6/10 型变压器， 同时地面变电所修改为 2 台 s11-630/10/0.4 型电力变压器。 因地面部分设备修 改，功率变化，重新 计算满足要求。 15 井下供 电 井下+170m 水泵房变电所安 设 2 台 kbsg-100/10/0.69 型矿用隔爆型干式变压器。 在 1304 材料上山绞车房配 电点安设 1 台 kbsgzy - 50/10/0.69 矿用移动变电 站和 1 台 kbsgzy- 315/10/0.69 矿用移动变电 站；在 1303 材料上山绞车 房配电点安设 2 台 kbsgzy -50/10/0.69 矿用移动变电 站和 1 台 kbsgzy- 315/10/0.69 矿用移动变电 站。 在中央变电所安设 2 台 kbsg-630/10/0.69 型矿用隔爆 型干式变压器（变压器的负荷 率为 82.2%85%，保障系数为 1.22，满足要求）,供带区内所 有设备用电。另安设 2 台 kbsg-50/10/0.69 矿用隔爆型 干式变压器（变压器的负荷率 为 66%85%，保障系数为 1.52，满足要求） ，做各掘进工 作面局部通风机两回路的“三 专”电源。 因井下采掘部署及 部分设备发生变化， 重新修改井下供电系 统。 三、修改项目的设计、验算三、修改项目的设计、验算 （一）矿井通风验算（一）矿井通风验算 根据乐山市经济委员会乐市经信2010198 号关于公布 2010 年 度矿井瓦斯等级鉴定结果的通知，矿井相对瓦斯涌出量为 5.41m3/t，绝对瓦斯涌出量为 0.471m3/min，xx 煤矿属低瓦斯矿井。 初步设计预测投产水平为高瓦斯，故按高瓦斯矿井设计（+160m 水平 投产后经瓦斯鉴定如为低瓦斯则按低瓦斯矿井对设计做相应的修改） 。 根据 xx 省煤炭产品质量监督检验站于 2007 年 10 月出具的煤尘 爆炸性鉴定报告和煤炭自燃倾向等级鉴定报告资料表明：矿井所采煤 层无煤尘爆炸性，煤层自燃倾向性等级为级，属不易自燃煤层。矿 井开拓新水平揭露各煤层时应及时进行煤层爆炸性和自燃倾向性鉴定 工作，并根据鉴定结果对安全装备和设施进行相应的修改。 本矿为低瓦斯矿井，未发生过煤与瓦斯突出动力现象；矿井无冲 4 击地压危险性。 矿井扩建工程中，得知矿井原设计首采工作面北西部分为顺兴煤 矿所采，采空区存在积水，xx 煤矿工作面只能降低开采标高布置。 在+160m 标高施工中，揭露 k2 煤层顶板砂岩裂隙水较大，如果工作 面采用俯斜开采，涌水积聚在采煤工作面，可导致无法采煤，需要改 变采煤工作面推进方式，改俯采为仰采，因此水平标高也相应修改以 利开采。鉴于上述主要原因，因此对原初步设计进行部份修改。与原 设计方案比较，投产工作面个数仍为 1 个对拉工作面，掘进工作面个 数仍为 3 个，巷道断面没有改变。 本次修改仅作局部修改，矿井通风困难时期（后期）的总需风量 与原设计保持一致，矿井通风困难时期（后期）通风阻力也没有发生 变化，故本次通风困难时期（后期）通风内容不做修改，参照原设计 执行。通风容易时期（投产时期）矿井总风量和通风阻力有一定的变 化，现做如下验算： 矿井风量计算方法依据煤矿安全规程 、 采矿工程设计手册 ， 按照 90kt/a 的生产能力进行配风。 1、通风容易时期矿井总风量计算 (1)按井下同时工作的最多人数计算矿井需要风量 q=4nk (公式 1) 式中 q矿井总供风量，m3/min； n井下同时工作的最多人数，取 69 人； 4每人每分钟供风标准，m3/min； k 矿井通风系数，取 1.2。 将各参数值代入公式 1 计算矿井需要风量： 5 q =4691.2 =331.2m3/min (2)按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量进行计算 q=（q采+q掘+q硐+q它）k (公式 2) 式中 q矿井总供风量，m3/min； q采 各采煤工作面实际需要风量的总和，m3/min； q掘 各掘进工作面实际需要风量的总和，m3/min； q硐 独立通风硐室实际需要风量的总和，m3/min； q它 除采掘硐室外其它需风量总和，m3/min； k矿井通风系数，取 1.2。 1）采煤工作面需风量计算 矿井布置有 1 个对拉采煤工作面，本次设计按采面风流中的瓦斯、 二氧化碳有害气体的浓度，炸药消耗量，风速以及温度，每人供风量 分别计算，其计算相关参数参照原生产采面选取。由于采面两翼的气 候条件、瓦斯涌出量、工作面采高、工作面斜长及采煤工艺均无较大 差异，故对采煤工作面两翼的需风量不作分别计算，采煤工作面的需 要风量计算为： 按瓦斯涌出量计算 q采 =100q采kc (公式 3) 式中 q采采煤工作面需要风量，m3/min； q采采煤工作面绝对瓦期涌出量，本次设计按预测绝对瓦斯涌 出量 0.648m3/min 进行计算； kc工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，即该工作面瓦斯 6 绝对涌出量的最大值与平均值之比，采用炮采取 kc=1.8。 将各参数值代入公式 3 计算采煤工作面需要风量： q采 =1000.6481.8=116.64 m3/min 按工作面温度计算 q采=60vcscki (5-4) 式中 q采采煤工作面需要的风量，m3/min； 60每分钟时间，s； vc回采工作面适宜风速，m/s； sc回采工作面平均有效断面，按最大和最小控顶有效断面的平 均值计算，m2； ki回采工作面长度系数。 采煤工作面长度为 80m，取 ki=1.0；采面温度为 23，取 vc=1.55m/s；最大控顶距为 4.2m，最小控顶距为 3.2m，平均控顶距 为 3.7m，平均采高为 0.7m，sc=3.70.7=2.59m2。 将上述各参数值代入式(5-4)中计算采煤工作面需要风量： q 采=601.552.591.0 =240m3/min 按炸药使用量计算 工作面采用炮采，按下式计算： q采 =25ac (公式 5) 式中 25每千克炸药爆破后，需要供给的风量，m3/minkg； ac采煤工作面一次使用最大炸药量，工作面放炮落煤取 4.2kg。 7 将参数 ac值代入公式 5 计算采煤工作面需要风量： q采 =254.2=105 m3/min 按工作面人数计算 q采 =4nc (公式 6) 式中 nc采煤工作面同时工作的最多人数，人； 4每人每分钟应供给的最低风量，m3/min。 采煤工作面同时工作的最多人数为 17 人，将参数值入公式 6 计 算采煤工作面需要风量： q采=417=68 m3/min 按风速验算 按最低风速验算，回采工作面的最低风量： q采15sc q采152.59 q采38.85m3/min 按最高风速验算，回采工作面的最高风量： q采240sc q采2402.59 q采621.6m3/min 式中 sc 回采工作面平均有效断面，按最大和最小控顶断面的平均 值计算，m2。 采煤工作面需要风量取上述计算风量的最大值 240m3/min，经验 算，所配风量符合要求。矿井 1 个对拉采煤工作面由 2 个单翼采煤工 作面组成，采煤工作面单翼风量计算参数基本相同。采煤工作面需风 8 量为 480m3/min。 故回采工作面需风量为： q采=q矿采+q采备 (公式 7) =480+120 =600m3/min 式中 q矿采 矿井回采工作面所配风量的总和，m3/min； q采备备用工作面实际需要的风量，m3/min，矿井无备用采煤 工作面，同时考虑到矿井采、掘的正常生产接替及巷道贯通等实际需 要，本次设计备用工作面按 1 个采煤工作面需风量的一半进行需风量 计算，故q采备=120m3/min。 经计算，采煤工作面风量q采为 600m3/min。 2）掘进工作面需要风量计算 通风容易时期矿井布置 3 个掘进工作面，掘进工作面采用局部通 风机压入式通风，本设计根据掘进工作面瓦斯涌出量、巷道断面、掘 进巷道的通风长度、局部通风机技术特征进行配风。 按瓦斯涌出量计算 q掘 =100q掘kj (公式 8) 式中 q掘掘进工作面实际需要的风量，m3/min； q掘掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，m3/min。 kj掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数。 按炸药使用量计算 q掘 =25aj (公式 9) 式中 9 aj掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，kg； 25每千克炸药爆破后，需要供给的风量，m3/min； 按工作人员数量计算 q掘 =4nj (公式 10) 式中 4每人每分钟需风量，m3/min； nj掘进工作面同时工作的最多人数。 按风速进行验算 按最低风速验算，掘进工作面的最低风量： q掘v最低sj (公式 11) 式中 v最低掘进工作面允许最低风速，半煤岩巷为 15m/min，岩巷为 9m/min； sj掘进工作面巷道过风断面，m2。 按最高风速验算，掘进工作面的最高风量： q采240sj (公式 12) 式中 sj掘进工作面巷道过风断面，m2。 选择局部通风机 矿井布置 3 个掘进工作面，掘进工作面均为半煤巷掘进，局部通 风机最远送风距离为 600m。 设计选取 500mm 的抗静电阻燃的柔性风筒，采取双反边接头， 根据该矿井局部通风管理情况，百米漏风率为 7%，则风筒有效风量率： 运输巷掘进工作面：p有效=17%60010058% 10 a、计算局部通风机吸风量： q局= (公式 13) 有效 掘 p q 式中 q局局部通风机吸风量，m3/min； q掘掘进工作面迎头需要风量，根据计算运输巷掘进工作面迎 头需要风量均为 108m3/min（按大值计算） ； p有效风筒有效风量率，经计算运输巷掘进工作面为 58%； 将各参数值代入公式 13 计算局部通风机吸风量： 运输巷掘进工作面：q局=187m3/min=3.11 m3/s b、确定风筒的风阻： 设计要求风筒吊挂良好，查表得风筒的百米风阻为 54.15ns2/m8，600m 长的风筒总风阻为 324.9 ns2/m8。 c、计算局部通风机全风压： h全=rq局q掘 (公式 14) 式中 h全局部通风机需要全风压，pa； r风筒风阻，ns2/m8；经计算 600m 长的风筒总风阻为 324.9 ns2/m8； q局局部通风机供风量，m3/s；经计算，运输巷掘进工作面为 3.11m3/s； q掘掘进工作面迎头需要风量，m3/s；经计算，运输巷掘进工 作面迎头需要量为 1.8m3/s； 将以上各参数值代入公式 14 计算局部通风机需要全风压： 运输巷掘进工作面局部通风机：h全 =324.91.83.11=1818.8pa 11 d、选择局部通风机 根据计算出的 h 全和 q 局从局部通风机特性曲线上查出适应要求 的局部通风机是 fbd5/25.5 型矿用防爆压入式对旋轴流局部通风 机，通风机全压为 5002800pa，额定风量为 150210m3/min，功率 25.5kw。采用 500mm 的抗静电阻燃的柔性风筒供风。 e、按局部通风机吸风量计算 q掘 =qfiv最低s (公式 15) 式中 qf掘进工作面局部通风机额定风量， m3/min； i掘进工作面同时运转的局部通风机台数； v最低为保证局部通风机吸风口至掘进工作面回风巷口之间巷道 的最低风速，半煤岩巷为 15m/min，岩巷为 9m/min； s安设局部通风机的巷道断面积，m2； 掘进工作面使用 fbd5/25.5 型局部通风机，风机额定风量平 均值 qf=180m3/min；运输巷掘进工作面为半煤岩巷掘进，巷道断面 6.6m2。将各参数值代入公式 15 计算掘进工作面需要风量： 运输巷掘进工作面：q掘 1=1801156.6=279m3/min 按上述计算方法列表计算，掘进工作面需要风量取上述计算风量 的最大值 279m3/min (即按局部通风机吸风量计算值)，经风速验算， 所配风量符合要求(详见表 3-1-1：掘进工作面需风量计算表)。 表表 3-1-13-1-1 掘进工作面需风量计算表掘进工作面需风量计算表 掘进工作面名称 计算 方法 使用 公式 相关参数1302 工作面运 输巷掘进工作面 1302 工作面回风 巷掘进工作面 东带区集中运 输大巷掘进工 作面 q掘(m3/min) 0.2160.2320.232 kj2.02.02.0 按瓦斯涌出 量计算 公式 8 q掘(m3/min) 43.243.243.2 按炸药使用公式 aj(kg)3.03.03.0 12 量计算 9 q掘(m3/min) 757575 nj151515 按工作面人 数计算 公式 10 q掘(m3/min) 606060 sj(m2)6.64.387.2 v最低 151515 公式 11 按最低允许风速 计算 q掘(m3/min) 9965.7108 按风速进行 验算 公式 12 按最高允许风速 计算 q掘 (m3/min) 15841051.21728 掘进工作面 需风量确定 q掘(m3/min) 9975108 全矿只有 3 个掘进工作面的风量计入矿井总风量，矿井掘进需要 风量： q掘 =q掘 1+q掘 2+q掘 3 =279+279+279 =837m3/min 3）硐室实际需要风量 中央变电所为独立通风的硐室，按经验值每个硐室配风量 80m3/min，q硐=80m3/min。 4）其它巷道实际需要风量 矿井无其它独立通风巷道，即q其它=0m3/min。 5)矿井实际需要风量 将上述各计算参数值代入公式 2 计算矿井实际需要风量： q=（q采+q掘+q硐+q其它）k =（600+837+80+0）1.2 = 1820.4m3/min 根据煤矿安全规程和采矿工程设计手册规定，按实际配 风情况，将矿井通风容易时期矿井总风量确定为 1820.4m3/min，即 31m3/s。 2 2、矿井风量分配、矿井风量分配 13 通风容易时期： 矿井布置 1 个对拉采煤工作面， 3 个掘进工作面，根据用风地 点的实际需要配风如下： 1 个对拉工作面共配风：10.0m3/s， 3 个掘进工作面共配风：15.0m3/s， 井下中央变电所配风：2m3/s， 其他巷道共配风：4m3/s， 合计矿井总风量为 31m3/s。 经验算，各通风巷道中的风速符合煤矿安全规程规定，风量 分配合理。 3 3、风压计算、风压计算 沿着矿井通风容易时期（投产时期）的通风路线计算矿井通风总 阻力。 通风摩擦阻力计算公式如下： h= 2 3 q s pla 式中 h 通风摩擦阻力，pa； 井巷摩擦阻力系数，n.s2/m4； l 井巷长度，m； p 井巷净断面周长，m； q 通风井巷的风量，m3/s； s 井巷净断面面积，m2； 通风局部阻力取同时期摩擦阻力的 15。 经计算，矿井通风容易时期（投产时期）总阻力 h 1为 329 pa(详见矿井通风阻力计算表 3-1-2)。 14 15 表表 3-1-23-1-2 通风容易时期矿井通风阻力计算表通风容易时期矿井通风阻力计算表 阻力系数巷道长度巷道周长巷道断面风 阻风 量风 速通风阻力 序号巷道名称支护形式断面形式 a(n.s2/m4 ) mms(m2) r（n.s2/m8 ） m3/sm/s （pa） 1 1 主斜井砌碹半园拱形 0.00425119.27.220.0525 162.22 13.43 2 2 主斜井下部车场砌碹半园拱形 0.00426011.79.260.0037 161.73 0.95 3 3 160 运输大巷砌碹半园拱形 0.0042609.27.220.0062 152.08 1.39 4 4 材料上山及绕道石门砌碹半园拱形 0.00428910.37.20.0103 152.08 2.32 5 5 1 号皮带运输机下山锚杆/金属支架梯形 0.025438510.86.240.4347 152.40 97.80 6 6 东带区集中运输大巷砌碹半园拱形 0.00421059.27.220.0108 152.08 2.43 7 7 1301 工作面运输巷锚杆/金属支架梯形 0.025429010.86.240.3274 101.60 32.74 8 8 1301 采煤工作面单体液压支柱矩形 0.032808.82.591.2967 51.93 32.42 9 9 1301 工作面东回风巷锚杆/金属支架梯形 0.025429010.85.280.5404 50.95 13.51 1010 带区集中回风大巷金属支架梯形 0.02541897.390.0102 101.35 1.02 1111 集中回风上山砌碹半园拱形 0.004231397.390.0293 293.92 24.65 1212 170 总回风巷砌碹半园拱形 0.00428997.390.0083 293.92 7.01 1313 回风石门砌碹半园拱形 0.0042269.27.220.0027 294.02 2.24 1414 回风斜井砌碹半园拱形 0.00425209.27.220.0534 314.29 51.30 1515 引风硐砌碹半园拱形 0.0042309.27.220.0031 314.29 2.96 1616 小 计 286.18 1717局部阻力取15% 42.93 1818 合 计 2866 329 16 4 4、等积孔计算及通风难易程度评价、等积孔计算及通风难易程度评价 1） 、矿井通风的总风阻 r1 =h 1/ q12 =329312 =0.34ns2/m8 2)、矿井等积孔 a1 = 11/ 19 . 1 hq =1.1931329 =2.0m2 经上述计算结果表明，本矿井的通风容易时期（投产时期）通风难易 程度为容易，符合相关要求。生产中可根据实际情况采取如下措施，以提 高矿井通风等积孔： 1)、要维护好主斜井、回风斜井、主要运输巷道、集中回风上山及总 回风巷、引风道等主要巷道，适当增加巷道断面积，降低通风风阻，提高 通风等积孔。 2)、积极搞好回采工作面上下端头和出口的维护，确保采煤工作面及 出口畅通无阻，减少局部阻力，降低通风风阻。 3）砌碹巷道墙壁表面应尽量做得光滑，同时外抹灰浆，力求使巷道 光滑平整，以降低通风阻力。 4）在容易产生局部阻力的地方，应尽量降低局部阻力系数，巷道连 接处应做成斜线形式圆弧形，巷道拐弯处应尽量避免直角转弯或小于 90 转弯，转弯处的内外侧施工成斜线圆弧形，必要时设置导风板。 5）在日常通风管理工作中，应避免在主要巷道中停放矿车，堆放杂 物，巷道应随时维护维修，尤其是产生底鼓和发生变形的巷道要及时维修， 保证其完整性，并保持足够的有效通风断面，以利于风流畅通。 17 5 5、通风设备、通风设备 初设所选用风机型号为 fbcdz-6-15a-237kw 型矿用防爆对旋式轴 流通风机，风机风量为 1640m3/min，风压为 981746pa，功率为 237kw。矿方实际已购买风机型号为 fbcdz-6-16a-255kw 型矿用防 爆对旋式轴流通风机，风机风量为 2155m3/min，风压为 981970pa，功 率为 255kw。根据以上参数及投产时期主要通风机的需要静风压和需要 风量，经验算，fbcdz-6-16a-255kw 型矿用防爆对旋式轴流通风机符 合要求，故本次修改方案风机选型修改为 fbcdz-6-16a-255kw 型矿用 防爆对旋式轴流通风机。 修改后的容易时期（投产时期）矿井通风系统示意图见 tc110151711。 （二）运输机车修改（二）运输机车修改 矿井原设计采用 cty5/6g 型矿用特殊型蓄电池电机车运输，因矿井现 有防爆柴油机车，本次修改设计考虑利用设备，故修改为防爆柴油机车， 具体选型计算如下： 设计矿井+160m 运输大巷选用 ccg3.0/600fb 型矿用防爆柴油机钢轮机 车运输（机车技术特征见表 3-2-1） 。 表表 3-2-13-2-1 防爆柴油机钢轮机车主要技术特征防爆柴油机钢轮机车主要技术特征 （一）运输方式选择 按照矿井开拓方式、设计生产能力。投产时期，矿井+160m 运输大巷 采用矿用防爆柴油机车牵引运输。+160m 运输大巷铺设轨型 15kg/m 的标准 钢轨。 机车型号 ccg3.0/600fb 粘着质 量 （t ） 轨距 （mm） 长时牵引 力（n） 最大坡 度 （） 长时速度 （km/h） 制动 方式 传动 方式 最小转弯半 径（m） 防爆功率 （kw） 3.0600660078 机械机械 511 18 （二）设计依据 1、原煤产量:90kt/a； 2、矸石量：90kt/a(按预计矿井矸石率 10%计算)； 3、矿井瓦斯等级:属低瓦斯矿井； 4、工作制度：330 天，3 班制作业，最大班时间 7.5 小时； 5、运输道路平均坡度：30/00，重列车下坡运行； 6、矿车型式：1t 固定车箱式矿车，轨距 600mm； 7、+160m 运输大巷运输距离：0.5km。 （三）机车运输的要求 1、主要运输巷道必须使用不燃性材料进行支护。 2、运行机车必须为防爆特殊型机车。 3、机车设备检修在地面检修房内进行。 4、按矿井防治瓦斯要求，运行中的机车必须装备 1 台 azj-91 型便携 式甲烷检测报警仪，当瓦斯浓度超过 0.5%时切断机车电源，必须停止机车 运行。 （四）运输设备选型计算 根据矿井生产能力选用机车牵引运输方式。采用 1t 固定车箱式矿车， 机车采用 ccg3.0/600fb 型煤矿用防爆柴油机钢轮机车，机车轨距 600mm， 机车质量 3.0t，功率 11kw，最大牵引力 6.6kn。每列车由 1 辆机车牵引， 列车组成按下式计算： 1、按重列车上坡启动条件： n= ) 1 075. 1 ( 0 gia g qq p q q 式中 n重列车上坡启动时机车牵引矿车数，辆； p机车的质量，3.0t； 19 q矿车装载质量；1t； q0矿车质量；0.595t。 g重力加速度，9.8m/s2； 机车撒沙启动的粘着系数，0.24； q a列车启动加速度，0.04m/s2； 重列车启动阻力系数，0.0135； q i运输线路平均坡度，对于运输大巷，3。 n=19.7 辆 3.09.8 0.24 (1) 1 0.595 1.075 0.040.01350.0039.8 2、按列车制动条件： （1）煤车制动距离： 根据煤矿安全规程第 351 条，列车制动距离，运送物料时不得超 过 40m。 n= 0 (1) 1.075 z y gp qqbig 式中 n列车中的矿车数，辆； p机车的质量，3.0t； q矿车装载质量；1t； q0矿车质量；0.595t； g重力加速度，9.8m/s2； 制动粘着系数，0.17； z 重列车运行阻力系数，0.009； y i运输线路平均坡度，对于运输大巷，3； b制动减速度，经计算，取 0.062m/s2。 20 b=0.03858=0.03858=0.062 l 2 2 8 40 式中 机车运行速度，8km/h； 2 机车制动距离，取 40m。l n=397 辆 3.09.8 0.17 (1) 1 0.595 1.075 0.0620.0090.0039.8 按启动和制动条件，矿车数应为 19.7 辆。为适当留有余地，运输煤 车取 n=10 辆，输矸石车取 n=5 辆。 3、制动距离验算： 比较矿井 10 辆煤车和 5 辆矸石车牵引最大质量，以最大 10 辆煤车 质量的运输煤车作为计算机车制动距离的依据，计算如下： l= 2 0 0.04147 () z y v p g ig pn qq （） 式中 l制动距离，m 列车制动时的速度，8km/h；v 制动时的粘着系数，0.17。 z l=8.2m 2 0.04147 8 3.0 9.8 0.17 0.0090.0039.8 3.0 10 (1 0.595) （） 经计算，每列车的矿车数为 10 辆，制动距离为 8.2m，符合煤矿安 全规程在运送物料时不大于 40m 的规定。矸石车也满足要求。 4、按列车运行条件： 空、重列车的运行阻力应小于机车的牵引力。 空列车上坡时运行阻力： wk=giqnp k 0 3.0 10 0.595 0.011 0.0039.8 21 =0.0136.6 重列车下坡时运行阻力： wz=giqqnp z )( 0 3.0 10 (1 0.595)0.0090.0039.8 =1.126.6 式中 wk空列车上坡运行阻力，kn； wz重列车下坡运行阻力，kn； 空列车运行阻力系数，0.011； k 空列车运行阻力系数，0.009。 z 当牵引 10 辆列车时，空、重列车运行阻力都小于机车在最大运行速 度时的牵引力 6.6kn，因此机车运行在最大速度（ =8km/h）是合理的， 同时也满足了起动和制动要求。 5、机车台数计算： 每班工作的柴油机车台数按下式计算： n= l qnt akk b b 160 60 21 式中 n货运工作机车台数，台； 运输不均衡系数，1.25； 1 k 矸石系数，1.1； 2 k 每班煤产量，91t； b a 每班工作时间，7.5h； b t n列车中的矿车数，10 辆； q矿车的装载重量，1t； l+160m 运输大巷运输距离：0.5km。 22 机车速度，8km/h； 装车及调车时间，25min。 n=0.97 台 1.25 1.1 910.5 16025 60 7.5 10 18 通过以上计算，矿井+160m 运输大巷选取 ccg3.0/600 型矿用防爆柴油 机钢轮机车取 1 台。考虑到备用机车，则机车台数为 1.252=1.25 台。 投产时期，矿井+160m 运输大巷使用台数为 2 台，另备用检修机车 1 台， 共需机车 3 台。 （三）（三）提升绞车修改提升绞车修改 原设计主斜井斜长 475m，因主斜井上、下标高均变化，斜长变为 511m，重新核实绞车，计算如下： 在主斜井上部+374.9m 标高布置绞车房，装备一套单滚筒矿用提升绞 车，担负全矿提升煤、矸和下放材料、设备任务。 一）设计依据 1、矿井年产量(a1)：提升能力 90kt/a。 2、工作制度：年工作日(br)330d，每天净提升时间(t)16h。 3、矸石率(a2)：10%。 4、提升型式：单滚筒缠绕式提升。最重件为柴油机车的最大不可拆 卸件重量为 3t。 5、装煤容器：mgc1.1-6 型固定车箱式矿车。 6、提升斜长（hs）：主斜井斜长 511m。 7、提升倾角（）：25。 8、煤的松散容重：1t/m3，矸石容重 1.8t/m3。 9、设备：1 次/班。 10、木材：1 次/班 11、钢材：1 次/班 23 12、其它：2 次/班 13、车场型式： 上、下平车场。 （二）设备选型 1、一次提升量 （1）一次提升循环时间： 初选速度 v=2.5m/s,单滚筒绞车一次提升循环时间 t=563s。 （2）矿井一次提升需要提升矿车数量 =3.86t 3600 c an t q br t 1.25 99000 563 3600 330 16 0.95 式中 c提升不均衡系数，取 1.25； an年提升量，99000t； t一次提升循环时间，取 563s； br年工作日，330d； t日工作时数，取 16h。 装满系数，取 0.95（倾角 250） 。 根据计算绞车一次串车提升 4 辆装煤矿车，或 2 辆装矸矿车。 （3）矿车连接器强度计算矿车数 1）煤车 =8.79 个 2 111 60000 ()(sincos) z q g mmf 00 60000 9.81 (595 1000) (sin250.015 cos25 ) 式中 m1矿车自重，595kg； m2每辆矿车装煤量，1000kg； f1矿车运行摩擦阻力系数，矿车为滚动轴承,取 0.015； g重力加速度，9.81m/s2。 24 2）矸石车 = 2 111 60000 ()(sincos) z q g mmf 00 60000 9.81 (595 1800) (sin250.015 cos25 ) =5.85 个 式中 m1矿车自重，595kg； m2每辆矿车装矸量，1800kg； f1矿车运行摩擦阻力系数，矿车为滚动轴承,取 0.015； g重力加速度，9.81m/s2。 经过计算矿车连接器强度可一次提升 8 个矿车或 5 个矸石车，大于一 次提升量所需的 4 个煤车或 2 个矸石车。 2、绳端荷重 提升绳端荷重考虑了煤车、矸石和掘进机，以最重的煤车作为计算依 据，计算如下： 提升煤车 q0=9.81n（m1+m2） 00 (sin250.015cos25 ) q0=9.814(595+1000)0.436=27301.58n 式中 q0钢丝绳终端荷重，n； n每次提升矿车数目，4 个； m1矿车自重，595kg； m2每辆矿车装煤量，1000kg。 3、钢丝绳选择 计算钢丝绳单位长度重量,以提升最重的煤车（机车和矸石不重新计 算）为依据，计算如下： 25 ps= 0 02 0 sincos b a q lfg m = 6 00 27301.58 1770 10 541 (sin250.25 cos25 ) 9.8 9550 6.5 =1.02kg/m 式中 ps钢丝绳单位长度重量，kg/m； b钢丝绳钢丝的极限抗拉强度，取b=1770mpa； ma安全系数，取 ma=6.5； l0钢丝绳最大斜长，541m； 钢丝绳的密度，9550kg/m3； 0 井筒倾斜角，25； f2钢丝绳移动时阻力系数，取 f2=0.25。 提升钢绳选用提升钢绳选用 6 619s+fc-20-1770-i19s+fc-20-1770-i 型型, ,gb8918-2006gb8918-2006 标准的钢丝绳标准的钢丝绳, , d=20mmd=20mm ； psb=1.47kg/mpsb=1.47kg/m ； qd=234000nqd=234000n 4、钢丝绳安全系数校核 （1）校验提升煤 1102 (cos) 9.81(cos) 9.81 d sb q m n qsinfpl sinf 0000 234000 4 1595sin250.015cos259.81 1.47 541sin250.25cos259.81 =7.26.5 （2）校验提升矸石 1102 (cos) 9.81(cos) 9.81 d sb q m n qsinfpl sinf 26 0000 234000 2 2395sin250.015cos259.81 1.47 541sin250.25cos259.81 =9.26.5 （3）校验下放机车 1102 (cos) 9.81(cos) 9.81 d sb q m n qsinfpl sinf =1 0000 234000 1 3000sin250.015cos259.81 1.47 541sin250.25cos259.81 3.16.5 符合煤矿安全规程第 400 条的规定。 5、确定滚筒直径 dg8020=1600mm 6、作用在绞车最大静张力 f煤=ng(m1+m2)(sin+f1cos)+l0psbg (sin+f2cos) 0000 4 1595sin250.015cos259.81 1.47 541sin250.25cos259.81 =32366.3n45000n f矸石=ng(m1+m2)(sin+f1cos)+l0psbg (sin+f2cos) 0000 2 2395sin250.015cos259.81 1.47 541sin250.25cos259.81 =25562.3n45000n f机车=ngm(sin+f1cos)+l0psbg (sin+f2cos) 0000 1 3000sin250.015cos259.81 1.47 541sin250.25cos259.81 =17902.5n45000n 根据计算，根据计算，该型绞车提升煤车、机车和矸石均满足要求。 矿井设计选用 1 台 jtp-1.61.2-24 型单滚筒矿用提升绞车，电动机 功率 132kw，最大静张力 45kn，滚筒直径 1.6m,宽度 1.2m，绳速 2.5m/s。 7、绞车滚筒缠绳宽度验算 27 (43) () p hld bd d 54100030000433.14 1600 203 3 3.14 1640 =857.8(mm)1200mm 式中 b绞车卷筒宽度，mm； h提升距离，511m； l试验钢丝绳长度，m，取 l=30m； k缠绕层数，3 层； d卷筒直径，1600mm； dp平均缠绳直径，m， dp=d+(k-1)d10-3 n最少摩擦圈数，n3； n每季度将钢丝绳移动四分之一圈所需的备用圈数，n=4； d钢丝绳直径，20mm； 钢丝绳之间的间隙，mm，取 =3mm。 以上按钢丝绳在滚筒上缠绕 3 层计算，选用的提升绞车符合煤矿安 全规程提升物料的要求。 8、确定天轮直径 did d-天轮直径 d-钢绳直径 i-根据煤矿安全规程第 416 条规定，地面提升，矿井提升装置 的滚筒和围抱角小于 900的天轮，天轮与钢绳直径比不得小于 60 倍。该绞 车安在地面，天轮围抱角小于 900，取 i=60。 28 did 6020=1200mm 矿井主斜井提升绞车天轮选用 td12-20 型游动天轮。 9、电动机的估算功率 9.81 102 bm