景阳煤矿初步研发设计修改

1、筠连县景阳煤矿扩建工程调整初步设计说明书筠连县景阳煤矿扩建工程调整初步设计说明书工程编号： XG12310设计规模： 90kt/a院 长：总工程师：项目负责人：参加审定人员名单专业姓名职务职称注册执业印章编号采矿杨秀明高级工程师通风刘申碧高级工程师机电周生发高级工程师参加审核、编制人员名单姓名专业职称杨秀明采矿高级工程师钱胜堂采矿高级工程师陈宏采矿高级工程师刘申碧通安高级工程师周生发机电高级工程师贾福仁机电高级工程师邓明星地质高级工程师曹芝勤采矿高级经济师魏泽益井建高级工程师陈杰采矿工程师任峰采矿工程师黄乐之通安工程师张彬通安工程师刘小军通安工程师胡和刚机电助理工程师梁道红机电助理工程师杨克义

2、地质工程师彭修云土建工程师吕毅经济工程师贾述强环保工程师目录前言 3 矚慫润厲钐瘗睞枥庑赖。1、开拓系统调整 9 聞創沟燴鐺險爱氇谴净。2、采煤工作面巷道布置及掘进机械调整 . 10 残骛楼諍锩瀨濟溆塹籟。3、矿井主要通风机调整 . 11 酽锕极額閉镇桧猪訣锥。4、安全监控系统调整 22 彈贸摄尔霁毙攬砖卤庑。5、排水设备调整 23 謀荞抟箧飆鐸怼类蒋薔。6、提升设备调整 27 厦礴恳蹒骈時盡继價骚。7、空气压缩设备调整 28 茕桢广鳓鯡选块网羈泪。8、供电系统设计调整 34 鹅娅尽損鹌惨歷茏鴛賴。9、通讯系统调整 附件：1、设计修改委托书2、采矿许可证，生产许可证，安全生产许可证、营业执照4

3、1 籟丛妈羥为贍偾蛏练淨。3、四川省经济委员会关于筠连县景阳煤矿扩建工程初步设计的批复 川经煤炭函 2009691 号4、四川煤矿安全监察局关于筠连县景阳煤矿扩建工程初步设计安全专 篇的批复（川煤监审批 2009202 号） 預頌圣鉉儐歲龈讶骅籴。5、四川省经济和信息化委员会关于筠连县景阳煤矿扩建工程初步设计 （修改版 ）的批复川经煤炭函 2011 280号 渗釤呛俨匀谔鱉调硯錦。6、四川煤矿安全监察局关于筠连县景阳煤矿扩建工程初步设计安全专 篇（修改版 ）的批复（川煤监审批 2011140 号） 铙誅卧泻噦圣骋贶頂廡。7、四川省科源工程技术测试中心检测报告报告编号岩120044附图：1 开拓

4、方式平面图2 开拓方式剖面图3 采区巷道布置及机械配备平面图4 采区巷道布置剖面图5 矿井通风系统及网络图 （ 投产时期及通风困难时期 ）6井下消防与洒水系统图 （投产时期 ） 7井下传感器布置图 （投产时期 ）8 矿井安全监控系统图 （ 投产时期 ）9矿井避灾路线图 （投产时期 ）10地面供电系统图 （ 低压侧）11井下供电系统图 （投产时期 ）12 矿井排水系统图13 井上下通讯系统图14 压风管路及自救系统图 （投产时期 ）筠连县景阳煤矿是四川省政府办公厅以川办函 200716 号文件 批准的独立扩能矿井。扩建后矿井生产能力 90kt/a ， 2009 年筠连县景阳 煤矿委托宜宾芙蓉地质

5、勘测设计有限公司承担 筠连县景阳煤矿扩建初步 设计的编制工作。 2009年 6月，原四川省经济委员会关于筠连县景阳 煤矿扩建工程初步设计的批复 （川经煤炭函 2009691 号）对其初步设计 进行了批复； 2009年7月，四川煤矿安全监察局 关于筠连县景阳煤矿扩 建工程初步设计安全专篇的批复 （川煤监审批 2009202 号）对其初步设 计安全专篇进行了批复， 矿井按突出矿井设计。 2010 年筠连县景阳煤矿委 托煤炭科学研究总院沈阳研究院对8#煤层瓦斯突出危险进行鉴定，根据四川省筠连县景阳煤矿 8#煤层瓦斯基础参数测定和煤与瓦斯突出危险 性鉴定报告，景阳煤矿井田范围内标高+450m以上8#煤

6、层无煤与瓦斯突 出危险性。为此筠连县景阳煤矿对设计范围进行了调整，特委托四川广信 勘察设计院有限责任公司对该矿+450m以上进行修改设计。对原矿区范围 +450m以下范围不纳入此次设计范围，如果要进行开采则另行设计 。 擁締凤袜 备訊顎轮烂蔷。四川广信勘察设计院有限责任公司接受煤矿委托，于 2011年 3 月编制了 筠连县景阳煤矿扩建工程初步设计说明书 （修改版 ） 和筠连县景阳煤 矿扩建工程初步设计安全专篇 （修改版） ，矿井设计生产能力为 90kt/a 。 四川省经济和信息化委员会、四川煤矿安全监察局于 2011年 3 月分别组 织专家组评审，并分别以“川经信煤炭函 2011280号” 关

7、于筠连县 景阳煤矿扩建工程初步设计 （修改版）的批复和“川煤监审批 2011140 号文”关于筠连县景阳煤矿扩建工程初步设计安全专篇 （修改版 ）的批复 予以了批复。 贓熱俣阃歲匱阊邺镓騷。矿井在施工主暗斜井下车场过程中， 发现主暗斜井下部车场穿过断层 如按原设计施工副暗斜井，则副暗斜井下车场仍将穿过断层，四川广信勘 察设计院有限责任公司受业主委托， 及时组织设计人员深入现场调查收集 资料，并与矿方技术人员进行充分研究协商后，结合现行的煤炭行业及安 全管理政策，对矿井改建工程初步设计进行修改，重点修改如下内容。 坛 摶乡囂忏蒌鍥铃氈淚。调整修改的各项前后对照见筠连县景阳煤矿扩建工程初步设计说明

8、 书设计调整内容对照表， 此次未调整的设计内容仍以四川省经济和信息化 委员会关于筠连县景阳煤矿扩建工程初步设计 （修改版） 的批复（“川经 信煤炭函 2011280 号”）内容为准 。 蜡變黲癟報伥铉锚鈰赘。筠连县景阳煤矿扩建工程初步设计说明书设计调整内容对照表序号系统调整前调整后调整原因1开拓系统1 副暗斜井布置在主暗斜井以北；2 +450m水平运输巷布置在 8-3煤层；3 3 12采区材料上山布置在 3号煤层底板中。1在主暗斜井以南掘进副暗斜井。2 +450m水平运输巷布置在距3号煤层法线距离 10m的顶板岩层中。3取消12采区材料上山，利用矿井现有一条布置 在8-3煤层底板岩层中，落平至

9、+525,倾角20° , 斜长59m做为12采区材料运输，在3号煤层中 布置+525m材料运输巷。主暗斜井下部车场穿过断层，巷道支护困难。3号煤层底板岩 层较破碎。2采煤工作面巷 道布置及采掘 机械设备调整原设计两个掘进工作面，一个炮掘机装，一个机掘，机掘工作面配备一台 EBZ-75型掘 进机和一台QZP-160A型桥式转载机。调整为在两个掘进工作面均为炮掘机装，掘 进工作面配备2台YT-24型凿岩机，1台FBD5/2 X 5.5型局部通风机和一台P-15B耙斗装岩机（见采区巷道布置及机械设备配备图）。根据四川省科源工程技术测试 中心检测报告（报告编号岩 120044 ）。矿井8号煤

10、层底板普 氏系数平均7.35。1231采煤工作面运输顺槽采用双巷布置方 式。工作面运输顺槽采用单巷布置方式。在工作面运 输巷安装一台 SZB730/40型转载运输机（参数见 表2 -1），将工作面自溜下来的煤炭装入矿车。减少工程量2通风系统原设计主要通风机型号为FBCDZ 15/2 X37kW。风机风量为1640m3/s，风压为98 1746Pa，功率为 2X 37kW。矿井实际购置主要通风机现调整型号为FBCDZ15/2 X 45。风机风量为18.942.1m3/s，风压为463 2029Pa,功率为 2 X 45kW主要通风机能力有所提咼，对 于矿井安全生产有利。3防尘系统原设计在+618

11、m副平硐上方+650m标高处设置3有350m消防、防尘水池，池底标高+650m调整为在+545m主平硐附近+545m标咼处设置有 350m消防、防尘水池，池底标高 +545m在水池 出水管处安装100SG70-40型增压泵，满足地面消 防用水水压。为节约发展，提高经济效益， 故本次调整利用矿井现有消 防、防尘水池。4监控系统增加井下避难硐室生存舱内安设氧气、甲烷、二 氧化碳、一氧化碳、温度、湿度各一台，避险设 施外安设氧气、甲烷、二氧化碳、一氧化碳传感 器各一台，增加避难硐室视频传感器一台。另外 增加掘进工作面备用局部通风机开停传感器一根据煤矿井下安全避险：“六 大系统”建设完善基本规范（试

12、行）的通知安监总煤装201133 号和国家安全监管 总局国家煤矿安监局关于印发台。煤矿井下紧急避险系统建设管 理暂行规定的通知安监总煤装201115号文件要求，投产 时井下设置一个避难硐室。5排水设备在副暗斜井下车场 +450m水平设置主副 水仓、泵房及排水设备。+450m水泵房排水设 备选用3台MD46-30X 4型水泵。该水泵电机 功率为30kW额定流量为46m3/h，额定扬程 为120m额定效率70%符合矿井排水要求。在副暗斜井下车场 +450m水平设置主副水 仓、泵房及排水设备。+450m水泵房排水设备选 用3台80D30X 6型水泵。该水泵电机功率为 37kW 额定流量为43m3/h

13、,额定扬程为180m,额 定效率70%符合矿井排水要求。利用已购设备。6提升设备二米区材料上山由 +525m标咼至+450m落 平（倾角25°、斜长177m）,作为辅助提升； 设计选用1台JTB-1.0 X 0.8/30型单筒矿用 隔爆型提升绞车（配套电机功率为37kW钢丝 绳直径为16mm最大提升速度为1.69m/s）, 主要担负矿井矸的提升任务和设备、材料的 下放任务。材料下山由+545m标高至+525m落平（倾角20 °、斜长59n）,作为辅助提升；设计选用1台JTB-1.0 X 0.8/30 型单筒矿用隔爆型提升绞车（配套电机功率为 37kW钢丝绳直径为16mm最

14、大提升速度为1.69m/s）,主要担负矿井设备、材 料的下放任务。利用原设计绞车。7空气压缩设备矿井在主平硐附近安装2台 LGH-14.5/10G型螺杆空气压缩机在地面压风 机房向井下供风，其中，一台工作，一台备 用。LGH-14.5/10G型螺杆式空气压缩机排气 量为14.5m3/min，排气压力为1.0MPa,电机 功率为90kW矿井在主平硐附近安装3台空气压缩机在地面压风机房向井下供风，救灾时2台工作，1台备用。其中 2台LGH-14.5/10G型，排气量为 14.5m3/min，排气压力为1.0MPa，电机功率为90kW另外1台LG-16/8G型，排气量为16m3/min, 排气压力为

15、0.8MPa,电机功率为90kW根据煤矿井下安全避险“六大系统”建设完善基本规 范（试行）的通知和安监总 煤装201133号对井下压风 系统进行了完善设计，增加了 避难硐室的压风自救系统设 计。8供配电（1）中央变电所井下变电所高压侧进线总开关选用 BGP49-10矿用隔爆型高压真空配电装置。矿井入井电压为10kV，设计自地面变电 所 10kV不同母线段敷设 2回 MYJV22-8.7/10kV 3 x 35mrn交联聚乙烯绝缘 钢带铠装聚氯乙烯护套电力电缆，自主平硐 入井至中央变电所，电缆全长800m在变电所内安设4台矿用隔爆型干式变压器，其中2台型号为 KBSG-400/10/0.69kV

16、 , 400kVA;负 荷率为61.81%，供电保障系数为1.61 ;供主 暗斜井绞车、副暗斜井水泵、二采区材料上 山绞车、副暗斜井架空乘人装置、采煤工作 面、乳化泵及照明用电（其中主暗斜井绞车、 副暗斜井水泵及架空乘人装置均采用双回路 供电）。1 台型号为 KBSG-50/10/0.69kV , 50kVA;负荷率为 31.08%,供电保障系数为 3.21 ;供1132回风巷掘进工作面（除局部通 风机）用电。1台型号为KBSG-50/10/0.69kV , 50kVA;负荷率为44%供电保障系数为 2.27 ; 专供掘进工作面局部通风机用电；局部通风 机采用“三专”（专用开关、专用电缆、专用

17、 变压器）供电。（2）1232运输巷掘进工作面配电点自中央变电所敷设 1回MYPTJ-8.7/10kV 3 x 25mm2型矿用移动金属监视型屏敝橡套电 缆至1232运输巷掘进工作面配电点，电缆长750m,配电点安设1台矿用移动变压器，其 中 1 台 型号为 KBSGZY-315/10/0.69kV , 315kVA;负荷率为41.70%,供电保障系数为 2.39 ;供1232运输巷掘进工作面（除局部通 风机）用电。（1）中央变电所井下变电所高压侧进线总开关选用 PBG9LG-400/10Y矿用隔爆型高压真空配电装置；矿井入井电压为10kV，设计自地面变电所10kV不同母线段敷设 2回MYJV

18、22-8.7/10kV 3 x 35mm2交联聚乙烯绝缘钢带铠装聚氯乙烯护套电 力电缆，自主平硐入井至中央变电所，电缆全长 800m。在变电所内安设 4台矿用隔爆型干式变压 器，其中 2台型号为 KBSG-400/10/0.69kV , 400kVA;负荷率为70.76%,供电保障系数为 1.41 ; 供井下负荷（兼局部通风机的备用电源）；2台变压器均能担负一、二级负荷用电；其中一二级负 荷均采用双回路供电（主暗斜井绞车、副暗斜井水 泵及架空乘人装置）；1台型号为 KBSG-50/10/0.69kV , 50kVA;负荷率为 70.84%, 供电保障系数为1.41 ;供掘进工作面（除局部通 风

19、机）用电。1台型号为KBSG-50/10/0.69kV , 50kVA;负荷率为44%供电保障系数为2.27 ;专 供掘进工作面局部通风机用电；局部通风机采用“三专”（专用开关、专用电缆、专用变压器）和 “双风机、双电源”供电，并自动切换。由于原设计BGP49-10矿用隔爆型高压真空配电装置安全 标志已过期，另外根据四川 省人民政府安全生产委员会办 公室文件川安办201169 号 文要求，所以对矿井供电系统 部分进行设计调整。9通讯系统地面调度室安设64门生产调度总机，其 型号为KTJ4H-64。矿井在井下装设 KTH8本质 安全型自动电话机。地面调度室安设60门生产调度总机，其型号 为KTJ

20、101。矿井在井下装设 KTH50本质安全型自 动电话机原设计型号煤矿安全标志 证书过期。1、开拓系统调整一、变更原因主暗斜井下部车场穿过断层， 巷道支护困难。3 号煤层底板岩层较破碎。二、原设计内容原设计副暗斜井布置在主暗斜井以北；+450m水平运输巷布置在8-3煤 层。 12采区材料上山布置在 3号煤层底板中 。 買鲷鴯譖昙膚遙闫撷凄。三、变更内容调整为在主暗斜井以南掘进副暗斜井。+450m水平运输巷布置在距3号 煤层法线距离10m的顶板岩层中。不掘进12采区材料上山，利用矿井现有 一条布置在8-3煤层底板岩层中，落平至+525,倾角20° ,斜长59m做为 12采区材料运输，在

21、3号煤层中布置+525m材料运输巷 。 綾镝鯛駕櫬鹕踪韦辚糴。2、采煤工作面巷道布置及掘进机械调整一、变更原因根据四川省科源工程技术测试中心检测报告（报告编号岩120044）。矿井8号煤层底板普氏系数平均 7.35 。驅踬髏彦浃绥譎饴憂锦。二、原设计内容原设计两个掘进工作面，一个炮掘机装，一个机掘，机掘工作面配备 一台EBZ-75型掘进机和一台 QZP-160A型桥式转载机。1231采煤工作面 运输顺槽采用双巷布置方式 。猫虿驢绘燈鮒诛髅貺庑。三、变更内容调整为在两个掘进工作面均为炮掘机装，掘进工作面配备 2台YT-24 型凿岩机，1台FBD5/2 X 5.5型局部通风机和一台P-15B耙斗装

22、岩机（见 采区巷道布置及机械设备配备图 ）。锹籁饗迳琐筆襖鸥娅薔。工作面运输顺槽采用单巷布置方式。在工作面运输巷安装一台 SZB730/40型转载运输机（参数见表2 -1）,将工作面自溜下来的煤炭装入矿车。構氽頑黉碩饨荠龈话骛。表2-1SZB730/40型转载机性能参数型号长度m输送量T.h-1链速M.S-1电机功率KW中部 槽 内宽mm中部槽结构圆环链 规格dxt刮板链型式轧制中部槽整体焊 接箱式SZB730/40254000,8540680*18 >64边双3、矿井主要通风机调整1、矿井主要通风机调整原设计景阳煤矿+610m回风斜井安装FBCDZM15/2X 37型矿用防爆轴 流式通

23、风机2台，其中1台工作，1台备用。风机风量为1640m3/s,风压 为981746Pa,功率为2X 37kW。目前矿井实际安装 FBCDZM15/2X45 型矿用防爆轴流式通风机2台，其中1台工作，1台备用。风机风量为18.9 42.1m3/s，风压为5372029Pa,功率为2 X45kW。輒峄陽檉簖疖網儂號泶。2、矿井负压计算矿井采煤工作面双巷布置调整为单巷布置，需计算矿井通风负压。沿着矿井通风容易时期和矿井通风困难时期的通风路线计算矿井通风总阻力。尧侧閆繭絳闕绚勵蜆贅。通风摩擦阻力计算公式如下：h=S3式中h通风摩擦阻力，Pa;a 井巷摩擦阻力系数，N.S2/m4;L井巷长度，mP-井巷

24、净断面周长，mQ-通风井巷的风量，m/s ；S井巷净断面面积，m;通风局部阻力取同时期摩擦阻力的 15%经计算，矿井通风容易时期总阻力hn为165.08Pa,矿井通风困难时期 总阻力h 12为314.07Pa （详见矿井通风阻力计算表2-12） 。识饒鎂錕缢灩筧嚌俨淒。计算矿井的风阻和通风等积孔1）矿井通风容易时期和困难时期的风阻Ri、Rh，和矿井通风等积孔Aii、Al2分别为：2Rii=hi/Q i2= 165.08 - 22=0.341N S2/m8*1=1.190/ . h= 1.19 X 22宁.165.08=2.03m2R2 =h2/ Q 22=314.07 - 24=0.545N

25、S2/m8A2 =1.19Q2/ . h2= 1.19 X 24i 314.07=1.61 m 2式中R 为矿井通风容易时期的矿井风阻，NS2/m8;a -为矿井通风容易时期的矿井通风等积孔，m ；h 1 为通风容易时期的矿井通风阻力，Pa;Q -矿井通风容易时期的总风量，（m3/s）R为矿井通风困难时期的矿井风阻，N- S2/m8;a -为矿井通风困难时期的矿井通风等积孔，m;h 2 为通风困难时期的矿井通风阻力，Pa;Q2矿井通风困难时期的总风量，（m7s）经计算，矿井通风容易时期的风阻 Rn为0.341N S/m8，矿井通风等积 孔Aii为2.03m2,通风难易程度为容易 。 凍鈹鋨劳臘

26、锴痫婦胫籴。矿井通风困难时期的风阻 R2为0.545N S2/m8，矿井通风等积孔 A2为21.61m，通风难易程度为中等。 恥諤銪灭萦欢煬鞏鹜錦。序 号巷道名称断面 形式支护方 式阻力系数24(NS2/m4)巷道长度L(m)净周长P(m)巷道断面 S(m2)风量3Q(m /s)风阻2 8R(Ns /m )风速V(m/s)阻力h(Pa)l+545m主平硐:半圆拱砌碹0.00422539.286.03120.0451.996.482+545m集中运输巷半圆拱砌碹0.00421109.286.0390.01951.491.583主暗斜井半圆拱砌碹0.00422279.286.0350.04040.

27、831.014+450m北运输大巷1半圆拱砌碹0.0042409.286.0390.00721.490.585+450m北运输大巷2半圆拱砌碹0.00423409.286.0340.06060.660.9761231机巷1梯形工字钢0.022808.975.120.37750.391.5171231机巷2梯形工字钢0.02808.975.170.10821.375.381231采面矩形液压支 柱0.027858.62.870.89922.544.0691231回风巷梯形工字钢0.023158.975.170.42591.3720.8710+525m北回风石门半圆拱砌碹0.0042329.286

28、.03220.00573.652.7511+525m北总回风巷半圆拱砌碹0.00423719.286.03220.0663.6531.9212+525m回风石门半圆拱砌碹0.0042629.286.03220.0113.655.3313+610m回风斜井半圆拱砌碹0.00422019.286.03220.03573.6517.2914引风道半圆拱砌碹0.0042209.286.0323.10.00363.831.9小计143.55局部阻力按摩擦阻力15%计21.53总阻力165.08通风总阻力计算(通风容易时期)表2-1序巷道名称断面支护方式阻力系数巷道长净周长巷道断风量风阻风速V阻力h号形式

29、O24(NS2/m4)度 L(m)P(m)面 S(m2)3Q(m /s)R(Ns /m )(m/s)(Pa)l+545m主平硐半圆拱砌碹0.00422539.286.03140.04492.328.812+545m集中运输巷 :半圆拱砌碹0.00421109.286.03240.01953.9811.263主暗斜井半圆拱砌碹0.00422279.286.03110.04031.824.884+450m南运输大巷半圆拱砌碹0.00426459.286.03220.11463.6555.495+450m运输石门半圆拱砌碹0.0042339.286.03220.00593.652.846+450m运

30、输巷半圆拱砌碹0.0042209.286.03110.00361.820.4371131运输巷梯形工字钢0.024958.975.170.66941.3732.881131采面矩形液压支柱0.027808.62.870.84612.541.4691131回风巷梯形工字钢0.025258.975.170.711.3734.7910+525m回风石门半圆拱砌碹0.0042209.286.03240.00363.982.0511+525m南总回风巷1半圆拱砌碹0.0042609.286.03240.01073.986.1412+525m南总回风巷2半圆拱砌碹0.00424009.286.03240.

31、07113.9840.9613+525m回风石门半圆拱砌碹0.0042629.286.03240.0113.986.3514+610m回风斜井半圆拱砌碹0.00422019.286.03240.03573.9820.5815引风道半圆拱砌碹0.0042209.286.0325.20.00364.182.26小计273.1局部阻力按摩擦阻力15%计40.97总阻力314.07通风总阻力计算（通风困难时期）表2-2(二)通风设备选型1、设计依据1 )矿井通风容易时期总进风量：22m3/s2)矿井通风困难时期总进风量：24m3/s3)通风容易时期矿井通风负压：165.08Pa4)通风困难时期矿井通风

32、负压：314.07Pa2、矿井通风机主要参数的确定 考虑外部漏风及空气膨胀等因素，矿井主要通风机风量1) 计算主要通风机需要风量( 1)通风容易时期Q =OQ(2-1)式中Qf1 通风容易时期主要通风机需要风量， (m3/s)Q1 矿井通风容易时期总风量， 22m3/s ；K外一外部漏风系数，取 K外= 1.05。将上述各参数值代入式 (2-1) 计算通风容易时期主要通风机需要风量：Q=1.05 x 22=23.1m3/s(2)通风困难时期Qf2 =K 外 Q(2-2)式中Qf2 通风困难时期主要通风机需要风量，(m3/s)Q 矿井通风困时期总风量，24nVs ;K外一外部漏风系数，取 K外=

33、1.05。将上述各参数值代入式 (2-2) 计算通风困难时期主要通风机需要风量：Qf2=1.05x24=25.2m3/s2）计算主要通风机需要风压hfs1 =h 1 +hr1 -h e1hfs2 =h 2 +hr2 +he2式中hfs1 、hfs2 分别为通风容易时期和通风困难时期的主要通风机需要静风压，Pa;hi、h2分别为通风容易时期和通风困难时期的矿井通风总阻力，（该阻力已计算了引风硐阻力） Pa;hri、hr2主要通风机装置阻力之和，取 200 Pa;he1、 he2 - 分别为矿井通风容易时期和通风困难时期的自然风压，Pa。矿井自然风压计算：根据中华人民共和国安全生产行业标准（AQ

34、i055-2008）条“进、出风井井口的标高差在150 m以上，或进、出风井井口标高相同但 井深400m以上，宜计算矿井的自然风压”之规定，本矿井进风井口最低标 高为+545m回风斜井井口标高为+610m进风井和风井最高、最低点间的 垂距为55m。不需计算自然风压 。 鯊腎鑰诎褳鉀沩懼統庫。故：hfsi =h i+hri-h ei=i65.08+200-0=365.08Pahfs2=h 2+hr2+he2=3i4.07+200+0=5i4.07Pa3）计算各时期的主要通风机工作风阻矿井采用抽出式通风，两个时期的主要通风机工作风阻 Rfi、Fb分别为：Ri 二 hfsi/ Q 2fi =365.

35、08 - 23.1 2=0.684N S7m8Ff2= h fs2/ Q2f2=514.07-25.22=0.809N S7m8式中Ffi 、Ff2 分别为通风容易时期和通风困难时期主要通风机的工作风阻，N S2/m8;h fs1 、h fs2 分别为通风容易时期和通风困难时期主要通风机静风压，Pa；Qf1 、Qf 2分别为通风容易时期和通风困难时期主要通风机排风量，m3/s3、矿井通风设备选型 经计算，矿井主要通风机两个时期需要静风压和需要风量如下： 通风容易时期： hfs1=365.08Pa3Qf1 =23.1m3/s通风困难时期： hfs2=514.07Pa3Qf2 =25.2m3/s根

36、据以上参数及主要通风机在两个时期的需要静风压和需要风量，设计选用FBCD匹15/2 X 45型煤矿地面用防爆抽出式对旋轴流通风机二台， 一台运转，一台备用，风机风量为 18.942.1m3/s，风压为4632029Pa, 功率为 2X 45kW。 硕癘鄴颃诌攆檸攜驤蔹。1 ）主要通风机工况点（1）风阻曲线方程通风容易时期主要通风机工作风阻： Rf12/m8通风容易时期风阻曲线方程： H=0.684Q2f1通风困难时期主要通风机工作风阻： Rf22/m8通风困难时期风阻曲线方程： H=0.809Q2f2（2）主要通风机个体特性曲线修正因设计所选用的主要通风机个体特性曲线是标准状态下 （ 空气密度

37、为1.2kg/m 3 时） 的模拟特性曲线，使用该曲线时按风井井口空气实际密度（1.12kg/m3）进行了修正（曲线中纵坐标括号内数值为修正前标准状态主 要通风机的风压值，而括号外数值为修正后实际状态主要通风机的风压值)阌擻輳嬪諫迁择植秘騖。(3)主要通风机工况点：如图2-1所示，图中纵坐标括号内的数字表示标准状态下的主要通风 机静压值，括号外的数字为经密度修正后实际状态下的主要通风机运转时 的静压值 。 氬嚕躑竄贸恳彈濾颔澩。作主要通风机工作风阻特性曲线 Rfi、Rf2与个体风压特性曲线Pi、P2相交，确定主要通风机在通风容易时期、通风困难时期的工况点M、 M。釷鹆資贏車贖孙滅獅赘。图2-1

38、主要通风机性能曲线及工况点图矿井通风容易时期主要通风机工况点：3Q=32.5m/s , Hi=770Pa n i=75% Ni=39.2kW, 0 =39/27 ° 怂阐譜鯪迳導嘯畫長凉矿井通风困难时期主要通风机工况点：3Q=32rr/s , H2=880Pa n 2=78% N2=42.4kW, 0 =39/272) 通风机电机运行功率计算：(1) 矿井通风容易时期电机功率N =1.15 X 32.5 X 770/1000 X 0.75 X 0.98=39.2w(2) 矿井通风困难时期电机功率Nb=1.15 X 32X 880/1000 X 0.78 X 0.98=42.4kw风机

39、配套电机为YBF2-280S-6型电动机二台，功率2X 45kW(3) 电动机容量的确定因 N=39.2kW>0.6N=0.6 X 42.4=25.4kW,故在整个服务年限内均选用YBF2-280S-6型电动机二台，功率 2X45kW 谚辞調担鈧谄动禪泻類。通风容易时期和困难时期电动机轴功率之比NN239.242.4-0.923) 通风机运行分析通风机运转全压为770Pa880Pa,通风机的运转效率为 75%- 78% 主要通风机工况点处于合理范围内，主要通风机工作稳定、安全、经济，能 满足矿井安全生产的需要 。 嘰觐詿缧铴嗫偽純铪锩。4、主要通风机设置及要求利用矿井已安装的2台FBCD

40、匹15/2 X 45型煤矿地面用防爆抽出式对 旋轴流通风机2台，作为矿井主要通风设备，风机1台工作，1台备用。风 机风量为18.942.1m/s，风压为4632029Pa,功率为2X 45kW 当工作 风机出现故障时，通风机房值班人员须在10min内及时将备用风机投入运行，为矿井正常通风，保障井下工作人员的生命安全，提供可靠的安全保 障。熒绐譏钲鏌觶鷹緇機库。为了保证主要通风机供电电源的可靠性，主要通风机采用双回电源线路供电。5、地面消防、防尘水池调整原设计在+618m副平硐上方+650m标高处设置有350用消防、防尘水池, 池底标高 +650m。调整为在+545m主平硐附近+545m标高处设

41、置有350ni消防、防尘水池, 池底标高+545m在水池出水管处安装100SG70-40型增压泵，满足地面消 防用水水压 。 鶼渍螻偉阅劍鲰腎邏蘞。4、安全监控系统调整1、变更原因根据煤矿井下安全避险 : “六大系统”建设完善基本规范 （ 试行） 的 通知 安监总煤装 201133 号和 国家安全监管总局国家煤矿安监局关于印 发煤矿井下紧急避险系统建设管理暂行规定的通知安监总煤装201115号文件要求，投产时井下设置一个避难硐室 。 纣忧蔣氳頑莶驅藥悯骛。2、变更内容增加井下避难硐室生存舱内安设氧气、甲烷、二氧化碳、一氧化碳、 温度、湿度各一台，避险设施外安设氧气、甲烷、二氧化碳、一氧化碳传

42、感器各一台，增加避难硐室视频传感器一台。另外增加掘进工作面备用局 部通风机开停传感器一台 。 颖刍莖蛺饽亿顿裊赔泷。5、排水设备调整一、变更原因 由于矿井现已购买，本次调整利用现有设备。并重新校核排水能力和 时间。二、原设计内容在副暗斜井下车场+450m水平设置主副水仓、泵房及排水设备。+450m 水泵房排水设备选用3台MD46-30 X 4型水泵。该水泵电机功率为 30kW, 额定流量为46m3/h，额定扬程为120m,额定效率70%。符合矿井排水要求。 濫驂膽閉驟羥闈詔寢賻。三、调整内容在副暗斜井下车场+450m水平设置主副水仓、泵房及排水设备。+450m 水泵房排水设备选用3台80D30

43、X 6型水泵。该水泵电机功率为 37kW，额 定流量为43m3/h，额定扬程为180m,额定效率70%。符合矿井排水要求。 銚銻縵哜鳗鸿锓謎諏涼。（一）设计依据1）排水方式：采用机械抽排水；2）副暗斜井上车场标高+545m水泵房标高+450m排水高度为95m3）根据储量核实报告，矿井+450m水平正常涌水量32nVh，最大涌水 量 67m3/h ；4）倾角：25° ,斜长：225m5）矿井水性为中性；（二）副暗斜井（+450m）水泵房排水设备校核：1 ）校核水泵（ 1 ）工作水泵必须的流量正常涌水时，投入工作的水泵的排水能力，能在20小时内排完24小时的正常涌水量，即：挤貼綬电麥结鈺

44、贖哓类。24243B=24qz=24 x 32=38.4卅巾20 20式中qz正常涌水量，32nVh ;Q工作水泵必须的排水能力，mVh最大涌水时，工作水泵与备用水泵的总能力，能在20小时内排完24 小时的最大涌水量，即：赔荊紳谘侖驟辽輩袜錈。24243CBma>= qma>= 2020式中qmax最大涌水量，67nVh ;Qmax工作与备用水泵必须的排水总能力，nVh。通过以上计算，初步选用80D30X 6型水泵。该水泵电机功率为37kW, 额定流量为43m3/h，额定扬程为180m,额定效率70% 。塤礙籟馐决穩賽釙冊庫。2) 管径校核(1) 排水管内径dp =243=0.09

45、5mp 900 二 vp . 900 3.14 1.7式中dp 9排水管内径，m;Qe 水泵的额定流量，43m3/h;Vp 排水管的经济速度，一般取Vp=1.52.2m/s;取Vp=1.7m/s自采矿工程设计手册 GB8162-87、GB8163-87查得外径Dp=108mm的无缝管，取壁厚为4mm,此时dp=108 2X4=100mm 。裊樣祕廬廂颤谚鍘芈蔺。(2) 吸水管内径dx 二 dp 0.025 二 0.095 0.025 二 0.120m自采矿工程设计手册 GB8162-87、GB8163-87查得外径Dx=133mm的无缝管，取壁厚为 4mm,此时dx-=133 2X4=125m

46、。仓嫗盤紲嘱珑詁鍬齊驚。(3) 排水管中实际水流速4Q23600 ： ： ： dg4 4336003.140.1=1.53(m/s)(4) 吸水管中的实际流速4Q3600 ： dg4 4336003.140.125=0.98(m/s)3) 管壁厚度的验算= 0.07 cmp 汉 Dw2.3(二:-6.4) P 一 2.3 (85 1 -6.4) 1.661二 +c=0.07+0.17=0.24cm式中：一计入附加厚度后的管壁计算厚度，cm;一管子计算管壁厚度，cm;c附加厚度，无缝钢管 c=0.15(、+1)= 0.15 (0.07+1)=0.17cm;p水管内部工作压力，MPa;p=1.1

47、104 Hb=1.1 104 95=104.5 104N/m2=1.045MPa;Hp排水扬程，95m;Dw 所选管子的外径，10.8cm;一管子焊缝系数，无缝钢管取=1;；管材许用应力，无缝钢管；=85MPa;经计算所选4mm壁厚大于所需壁厚 =2.4mm符合要求。确定选用108x 4mm的热轧无缝钢管为排水管 。 绽萬璉轆娛閬蛏鬮绾瀧。为降低流速，减少损失，取得较大的吸水高度，吸水管选用133x 4mm的热轧无缝钢管4) 排水时间的校核(1) 正常涌水量时，水泵每天工作小时数TH124q廿=17助纳niQM 1(2)最大涌水量时，水泵每天工作小时数24qmax1000 3600 w m=

48、1.151 104 180 431000 3600 0.70 0.98=36.05kWTmax124 "7 =18.7h20h(ni - n2)Qmi (1 1) 43经验算，矿井+450m水泵房正常涌水时1台水泵工作；最大涌水时 2 台泵工作。无论正常涌水时和最大涌水时，每昼夜的排水时间均未超过20h， 符合煤矿安全规程第278条的规定 。 骁顾燁鶚巯瀆蕪領鲡赙。5) 电动机容量的验算式中：N电动机计算容量，kW；Hw 管路未淤积时的水泵额定扬程，180m；Qw 管路未淤积时的水泵额定流量，43m3/h ； w 管路未淤积时的水泵额定效率，0.70；m 机械传动效率，0.98； 矿

49、井水重度，取1 104N/m3 ；经计算，Nd=36.05kWv 37kW，符合要求。根据上述Qb、QBmax、血值，矿井+450m水泵房排水设备选用80D30 X 6型水泵。该水泵电机功率为 37kW，额定流量为43m3/h，额定扬程为 180m，额定效率70%。符合矿井排水要求。其水泵性能参数见下表 5-1。瑣钋濺暧惲锟缟馭篩凉。表5-1水泵性能参数转速n流量Q扬程H效率n功率P(r/mi n)(m/h )(m)(%(kW)80D30 629504318070376、提升设备调整一、变更原因投产时材料下山只担负矿井设备、材料的下放任务。由于倾角、斜长 都小；故不再重新校核计算，则利用原设计

50、绞车 。鎦诗涇艳损楼紲鯗餳類。二、原设计内容二采区材料上山由+525m标高至+450m落平（倾角25°、斜长177m）, 作为辅助提升；设计选用1台JTB-1.0 X 0.8/30型单筒矿用隔爆型提升绞 车（配套电机功率为37kW，钢丝绳直径为16mm,最大提升速度为1.69m/s）, 主要担负矿井矸的提升任务和设备、材料的下放任务 。栉缏歐锄棗鈕种鵑瑶锬。三、调整内容材料下山由+545m标高至+525m落平（倾角20°、斜长59m），作为辅 助提升；设计选用1台JTB-1.0 X 0.8/30型单筒矿用隔爆型提升绞车（配套 电机功率为37kW，钢丝绳直径为16mm,最大提

51、升速度为1.69m/s）,主要 担负矿井设备、材料的下放任务 。 辔烨棟剛殓攬瑤丽阄应。7、空气压缩设备调整一、变更原因根据国家安全监管总局 国家煤矿安监局关于印发煤矿井下安全避险 “六大系统” 建设完善基本规范 （试行）的通知安监总煤装 201133 号 对井下压风系统进行了完善设计，增加了避难硐室的压风自救系统设计。 峴 扬斕滾澗辐滠兴渙藺。二、原设计内容矿井在主平硐附近安装2台LGH-14.5/10G型螺杆空气压缩机在地面压 风机房向井下供风，其中，一台工作，一台备用。 LGH-14.5/10G型螺杆式 空气压缩机排气量为14.5m3/min，排气压力为I.OMPa,电机功率为90kW 詩叁撻訥烬忧毀厉鋨骜。三、变更内容矿井在主平硐附近安装 3 台空气压缩机在地面压风机房向井下供风， 救灾时2台工作，1台备用。其中2台LGH-14.5/10G型，排气量为14.5m3/min , 排气压力为I.OMPa,电机功率为90kW另外1台LG-16/8G型，排气量为 16n1/min，排气压力为0.8MPa电机功率为 90kW则鯤愜韋瘓賈晖园栋泷。（一）设计依据1）矿井设计生产能力： 90kt/a ；2）井下风动设备：井下2台YT24型凿岩机、1台PC创、型混凝土喷射 机、1台MQT-12气动锚杆钻机；胀鏝彈奥秘孫戶孪钇賻。3） 最大班下