景阳煤矿初步设计修改12-5-24

1、筠连县景阳煤矿扩建工程调整初步设计说明书四川广信助察设计院有限责任公司二。一二年五月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中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中碧%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%工程师张彬%工程师刘小军%工程师胡和刚机电助理工

2、程师梁道红机电助理工程师杨克义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前言41、开拓系统调整102、采煤工作面巷道布置及掘进机械调整113、矿井主要通风机调整124、安全监控系统调整235、排水设备调整246、提升设备调整287、空气压缩设备调整298、供电系统设计调整359、通讯系统调整41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）5、四川省经济和信息化委员会

3、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2011280号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）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

4、13 井上下通讯系统图14 压风管路及自救系统图（投产时期）5、人前言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

5、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#1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。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

6、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。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。调整修改的各项前后对照见筠连县

7、景阳煤矿扩建工程初步设计说明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。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；3312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，落半至+525，倾角20°,

8、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。主暗斜井卜部车场穿过断层，巷道支护困难。3号煤层底板岩层较破碎。2采煤工作向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FBDNb5/2X5.5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号煤层底板普氏系数平均7.35。1231采煤工作面运输顺槽

9、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）,将工作面自溜卜来的煤炭装入矿车。减少工程量2通风系统原设计主要通风机型号为FBCDZb15/2X37kW）风机风量为1640m3/s,风压为981746Pa,功率为2X37kWA矿井实际购置主要通风机现调整型号为FBCDZb15/2X45。风机风量为18.942.1m3/s,风压为4632029Pa,功率为2X45kW主要通风机能力有所提高，对于矿井安全生产后利。3防尘系统原设计在+618m副平胴上方+650m标高处设置有350R3消防、防尘水池，池底标高+650R1调整为

10、在+545m主平胴附近+545m标图处设直后350m消防、防尘水池，池底标高+5455在水池出水管处安装100SG70-40型增压泉，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胴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，增加避难胴室视频传感器一台。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

11、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胴室。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MD46-30X4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80D30X6型水泵。该水泵电机功率为37k四额定流量为43m3/h,额定扬程为180m,额定效率70%符合矿井排水要求。利用已购设备。6提升设备二米区材料上山由+525mfe图至+450m落平（倾角25&

12、#176;、斜长177m）,作为辅助提升；设计选用1台JTB-1.0X0.8/30型单筒矿用隔爆型提升绞车（配套电机功率为37k钢丝绳直径为16mm最大提升速度为1.69m/s）,主要担负矿井肝的提升任务和设备、材料的下放任务。材料下山由+545m标高至+525m落平（倾角20。、斜长59nD,作为辅助提升；设计选用1台JTB-1.0X0.8/30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胴附近安装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

13、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矿井在主平胴附近安装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，增加了避难胴室的压风自救系统设计。98 供配电由

14、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。（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MYJV22-8.7/10kV3X35mr2i交联聚乙烯绝缘钢带铠装聚氯乙烯护套电力电缆，自主平胴入井至中央变电所，电缆全长800ml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61.

15、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MY

16、PTJ-8.7/10kV3x25mm理矿用移动金属监视型屏蔽橡套电缆至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） 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MYJV22-8.7/10kV3X35mm2交联聚乙烯绝缘钢带铠装聚氯乙烯护套电力电缆，自主平胴入井至中央变电所，电缆全

17、长800ml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”

18、（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。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KTJ101。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；+450mzk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。三、变更内容调整为在主暗斜井以南掘进副暗斜井。+450mzk平运

19、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59ml做为12采区材料运输，在3号煤层中布置+525m材料运输巷。102、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。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采煤工作面运输顺梢采用双巷布置方式。三、变更内容调整为在两个掘进工作面均为炮

20、掘机装，掘进工作面配备2台YT-24型凿岩机，1台FBW5/2X5.5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）。工作面运输顺梢采用单巷布置方式。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。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143、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F

21、BCDZNH5/2X37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1640m3/s,风压为981746Pa,功率为2X37kW。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18.942.1m3/s,风压为5372029Pa,功率为2X45kW。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。通风摩擦阻力计算公式如下：h="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，mrjP井巷净断面

22、周长，m3Q通风井巷的风量，m/s;s-一井巷净断面面积，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h11为165.08Pa,矿井通风困难时期总阻力h12为314.07Pa（详见矿井通风阻力计算表2-12）。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、R2,和矿井通风等积孔Ai、A12分别为：一2Ri=hi/Qi2=165.08+22=0.341N.S2/m8Ai=1.19Q1/、A=1.19x22+J165.08=2.03m2R2=h2/Q22_2=314.07+24=0.545NS2/m8A2=1.19Q2/,h2=1.19X24+J31

23、4.07=1.61m2式中R为矿井通风容易时期的矿井风阻，N-S2/m8;a为矿井通风容易时期的矿井通风等积孔，m；h1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为矿井通风困难日t期的矿井风阻，N-S/m8;a-为矿井通风困难时期的矿井通风等积孔，m；h2通为通风困难时期白矿井通风阻力，Pa;Q2矿井通风困难时期的总风量，(m3/s)经计算，矿井通风容易时期的风阻Ri为0.341NS/m8,矿井通风等积孔Aii为2.03m2,通风难易程度为容易。矿井通风困难时期的风阻R2为0.545NS2/m8,矿井通风等积孔A2为1.61m2,通风难易程度为中等。表2-1

24、通风总阻力计算(通风容易时期)序号巷道名称断面形式支护力式阻力系数(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R(Ns2/m8)风速V(m/s)阻力h(Pa)l+545m主平碉半圆拱砌借0.00422539.286.03120.0451.996.482+545m集中运输巷半圆拱砌借0.00421109.286.0390.01951.491.583主暗斜井半圆拱砌借0.00422279.286.0350.04040.831.014+450m北运输大巷1半圆拱砌借0.0042409.286.0390.00721.490.585+450m北运输大巷2半圆拱

25、砌借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借0.0042329.286.03220.00573.652.7511+525m北总回风巷半圆拱砌借0.00423719.286.03220.0663.6531.9

26、212+525m回风石门半圆拱砌借0.0042629.286.03220.0113.655.3313+610m回风斜井半圆拱砌借0.00422019.286.03220.03573.6517.2914引风道半圆拱砌借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表2-2通风总阻力计算(通风困难时期)序号巷道名称断面形式支护方式阻力系数(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R(Ns2/m8)风速V(m/s)阻力h(Pa)l+545m主平碉半圆拱砌借0.004

27、22539.286.03140.04492.328.812+545m集中运输巷半圆拱:砌储0.00421109.286.03240.01953.9811.263主暗斜井半圆拱r砌借0.00422279.286.03110.04031.824.884+450m南运输大巷半圆拱砌借0.00426459.286.03220.11463.6555.495+450m运输石门半圆拱砌借0.0042339.286.03220.00593.652.846+450m运输巷半圆拱砌借0.0042209.286.03110.00361.820.4371131运输巷梯形工字钢0.024958.975.170.6694

28、1.3732.881131采面矩形液压支柱0.027808.62.870.84612.541.4691131回风巷梯形r工字钢0.025258.975.170.711.3734.7910+525m回风石门半圆拱砌借0.0042209.286.03240.00363.982.0511+525m南总回风巷1半圆拱砌借0.0042609.286.03240.01073.986.1412+525m南总回风巷2半圆拱砌借0.00424009.286.03240.07113.9840.9613+525m回风石门半圆拱砌借0.0042629.286.03240.0113.986.3514+610m回风斜井半

29、圆拱砌借0.00422019.286.03240.03573.9820.5815引风道半圆拱砌借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314.0716（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/s（2）矿井通风困难时期总进风量：24m3/s（3）通风容易时期矿井通风负压：165.08Pa（4）通风困难时期矿井通风负压：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（ 2） 通风容易时期Q=K#Q1（2-1）式中

30、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=1.05X22=23.1m3/s（ 3） 通风困难时期Qf2=K#Q2（2-2）式中Qf2通风困难时期主要通风机需要风量，（m3/s）Q2矿井通风困时期总风量，24m3/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（2-2）计算通风困难时期主要通风机需要风量：Q=1.05X24=25.2m3/s2）计算主要通风机需要风压hfs1=h1+hr1-he1hfs2=h2+hr2+he2

31、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；hr1、hr2主要通风机装置阻力之和，取200Pa；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（AQ1055-2008）3.3.2.1条“进、出风井井口的标高差在150m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

32、垂距为55m不需计算自然风压。故：hfs1=h1+hr1-he1=165.08+200-0=365.08Pahfs2=h2+hr2+he2=314.07+200+0=514.07Pa3）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Rf1、Rf2分别为：Ri=hfsi/Q2=365.08+23.12=0.684NS2/m8Rb=hfs2/Q2f2=514.07-25.22=0.809NS2/m8式中Rf1、Rf2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，NS2/m8;hfs1、hfs2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、Q

33、f2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/s。3、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=23.1m/s通风困难时期：hfs2=514.07Pa3Qf2=25.2m3/s根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FBCDZ15/2X45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2X45kW1）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：Rf1=0.684N.S

34、2/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：Rf2=0.809N.S2/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（空气密度为1.2kg/m3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）。33）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

35、态下的主要通风机运转时的静压值。作主要通风机工作风阻特性曲线R、R2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日t期、通风困难时期的工况点M、M。(2600)2470(2400)2280(2200)2090(2000)1900(1800)1710(1600)1520(1400)1330(1200)1140(1000)950睡._Z_m二二-y1X、/、U./fl了0/5、,一.jy.VyK；A.i/-K；曲线/1*1z1IX(NJ/KI1<VWjb独型八、工二，a顾/A%/-%”/。,在A/A770(800)遭(600敏(400)380飞(200)190din,Mt寸蓝x

36、I71rt-1x7珠妙1110.60：X丁/1V1T-14148/3/33&'51/3一136/24qJ39/27042/30°£10152025&3032/J3540455055Q(n?/s)图2-1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：Q=32.5m3/s,Hi=770Pa,刀尸75%Ni=39.2kW,0=39/27矿井通风困难时期主要通风机工况点：_3Q=32rr/s,H2=880Pa,刀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=1.15X32.5X770

37、/1000X0.75X0.98=39.2w(2)矿井通风困难时期电机功率N2=1.15X32X880/1000X0.78x0.98=42.4kw风机配套电机为YBF2-280S-6型电动机二台，功率2X45kW(3)电动机容量的确定因N=39.2kW>0.6N=0.6X42.4=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通风容易时期和困难时期电动机轴功率之比Ni39.242.4=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

38、足矿井安全生产的需要。4、主要通风机设置及要求利用矿井已安装的2台FBCDZ15/2X45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3机风量为18.942.1m/s,风压为4632029Pa,功率为2X45kW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。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副平碉上方+650m标高处设置有350m消防、防尘水池,池底标高+650m。调整为在+5

39、45m主平碉附近+545m标高处设置有350m消防、防尘水池,池底标高+545切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。394、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。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、一氧化碳传感器各一台，增加避难硐室视频传感器一台。另外增

40、加掘进工作面备用局部通风机开停传感器一台。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MD46-30X4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。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80D30X6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

41、。（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+450F排水高度为95m3）根据储量核实报告，矿井+450m水平正常涌水量32n3/h,最大涌水量67m3/h；4）倾角：25°,斜长：225m；5）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:Qb=24qz=24x32=38.4m3/h2020式中qz正常涌水量，32m3/h;Q一工作水泵必须的排水能力，m3/h。最大涌水时，工作水泵与备用水泵的总能力，能在

42、20小时内排完24小时的最大涌水量，即：Qma)=qma广马x67=80.4m/h2020式中qmax最大涌水量，67m3/h;Qmax一工作与备用水泵必须的排水总能力，m/h。通过以上计算，初步选用80D30X6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%。2)管径校核(1)排水管内径dp=Qe:;43=0.095mp900-vp.9003.141.7式中dp一排水管内径，m;Qe水泵的额定流量，43m3/h;v；一排水管的经济速度，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

43、得外径Dp=108mm的无缝管，取壁厚为4mm,此;时dp=1082X4=100mm。(2)吸水管内径dx=dj0.025=0.0950.025-0.120mxp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。(3)排水管中实际水流速4Q:-23600 < ： <dag4 433600 3.14 0.12=1.53(m/s)(4)吸水管中的实际流速Vs4Q:_23600 < ： <dag42出=0.98(m/s)36003.140.12523)管壁厚度的验算p Dw2.3(二:

44、-6.4) P=0.07 cm1.66110.82.3(851-6.4)1.661=、+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;T一管子计算管壁厚度，cm;c一附加厚度,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=1.1104Hb=1.110495=104.5104N/m2=1.045MPa;Hp一排水扬程，95m;Dw一所选管子的外径，10.8cm;中一管子焊缝系数，无缝钢管取中=1;叼一管材许用应力，无缝钢管o=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

45、4mm的热轧无缝钢管为排水管。为降低流速，减少损失，取得较大的吸水高度，吸水管选用133X4mm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Thi24qn1QM 124 321 43= 17.87h20h(2)最大涌水量时，水泵每天工作小时数maxi24qmax(ni - n2)Qmi24 67 =18.7h(1 1) 4320h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5)电动机容量的验算H1000 3600 w m= 1.151 104 18

46、0 431000 3600 0.70 0.98=36.05kW式中：N电动机计算容量，kW;Hw一管路未淤积时的水泵额定扬程，180m;Qw一管路未淤积时的水泵额定流量，43m3/h;%一管路未淤积时的水泵额定效率，0.70;,一机械传动效率，0.98;丫一矿井水重度，取1M104N/m3;经计算，Nd=36.05kW<37kW,符合要求。根据上述Qb、QBmax、Hb值，矿井+450m水泵房排水设备选用80D30X6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。表5-1水泵性能参数水泵型号转速

47、n油Q扬程H效率Y功率P(r/min)(m/h)(m)(为(kW80D30629504318070376、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，则利用原设计绞车。二、原设计内容二采区材料上山由+525m标高至+450m落平（倾角25°、余长177m）,作为辅助提升；设计选用1台JTB-1.0X0.8/30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。三、调整内容材料下山由+545m标高至+525m落平（倾角2

48、0°、斜长59m）,作为辅助提升；设计选用1台JTB-1.0X0.8/30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）,主要担负矿井设备、材料的下放任务。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。二、原设计内容矿井在主平碉附近安装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

49、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0.8MPa,电机功率为90kW（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Y广24型凿岩机、1台PC6J、型混凝土喷射机、1台MQT-12先动锚杆钻机；3）最大班下井人数63人，压风自救系统选用ZY-J型，每组

50、设置5个急救袋；4）矿井井下最远的送风距离（一采区工作面）：1.6km；5）矿井主平硐标高+545m。（二）设备选择1）确定矿井空压机站必须的排气量该矿井下用气情况见表7-1。表7-1矿井用气情况表类别名称风动工具型号工作台数每台耗气量3(m/min)掘进用风凿岩机YT-2422.8混凝土喷射机PC6小型15气动锚杆钻机MQT-12010.5类别名称压风自救型号井下人数最多的作业点每人耗气量3(m/min)其他用风避难胴室ZY-J630.3注：混凝土喷射机与气动锚杆钻机、风动凿岩机不同时使用，按凿岩机耗风量计算选型。(1)按风动工具耗气量：Q=aa2a3niPiK=1.15x1.2x1X5.6

51、x1=7.73m3/min(2)按避难碉室自救系统耗气量Q=aa2a3niPiK=1.15x1.2X1X63X0.3x1.0=26.09m3/min式中：日一沿管路全长的漏风系数，后期管路最远点1.6km,取1.15;a2一管理人员下井系数，取1.2;a3海拔高度修正系数，井口标高为+545m取1；小一最大班下井人数，63人；Pi每人需要的空气量，0.3m3/minK一同时使用系数，取1.0。2)估算空压机必须的出口压力P=(Pg+£即i+0.981)X105=(5+0.64+0.981)X105=6.621X105N/m2式中：P一空压机的出口压力，N/m;R一压风自救袋的工作压力，0.5Mpa=5X105N/m2;£即一压气管路中，最远一趟管路的压力损失之和，可按每公里管