煤矿初步设计安全专篇

前言2008年9月XX省煤炭工业管理局组织专家对XX煤业（集团）有限责任公司XX二矿初步设计进行了评审，根据评审意见，我院于2008年12月完成了XX煤业（集团）有限责任公司XX二矿初步设计（修改版），同年XX省煤炭工业管理局进行了批复（豫煤规2008862号）。在项目建设过程中，由于现场实际施工中地质条件发生变化及矿井实际设备订货情况，该矿井初步设计进行了修改。2010年8月13日，受XX省能源规划建设局委托，XX工程咨询监理有限公司组织专家对XX煤业（集团）有限责任公司XX二矿初步设计（修改）进行了评审，并形成专家组意见。结合项目建设实际情况和专家组评审意见，对初步设计进行了补充和完善,并相应修改完善了安全专篇。现将主要修改内容说明如下一、井巷工程1、顺槽数量根据矿井揭露煤层情况，掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量02M3/MIN，回风流中平均瓦斯浓度仅在00501之间，低于原初步设计预测的掘进工作面绝对瓦斯涌出量124M3/MIN。综采工作面原设计为W型通风系统，本次修改为U型通风系统，因此，取消了工作面中部进风巷。根据先期投产的相邻矿井XX一矿生产实践经验，依据该矿瓦斯赋存的实际情况、采面温度和采面设计有效断面，改为U型通风是可行的。2、井下爆破材料发放硐室位置原设计井下爆破材料发放硐室布置在回风立井附近，根据井下岩层实际情况，在满足安全和使用方便的原则下，将井下爆破材料发放硐室调整位置至626M水平辅助运输石门和626M水平回风石门中部，井下爆破材料发放硐室容量不变，仍设计有独立的通风。3、井巷支护本矿井属于深井开采，随着矿井开采深度的增加，矿山压力不断增大，巷道围岩所受的压应力、剪应力超过围岩的强度极限，使围岩普遍处于破裂状态，巷道围岩的大量变形常常使支护难以承受。因此，提高围岩强度和自承力、降低岩体应力集中是深井巷道支护技术的中心任务。矿井实际施工中，根据井下压力大等实际情况，主运输、辅助运输及回风大巷布置在二1煤层顶板岩层中，采用半圆拱型断面，经建设单位、设计院、监理、施工单位共同研究决定支护形式采用锚网喷锚索预留变形量U型钢或工字棚复喷并加反底拱联合支护方式，锚索锚固至砂岩中，断层破碎带或岩石风化带还考虑采用注浆加固措施。盘区主运输、辅助运输及回风大巷均布置于二1煤层中，采用锚网喷锚索预留变形量U型钢或工字棚复喷并加反底拱支护方式，二次支护断面选择时，选取承载能力、抗底鼓和两帮移近的能力大，且能有效解决肩压大等问题的断面，综合考虑，盘区巷道二次支护采用方（长）环形支架。采用方（长）环形支架支护后，巷道返修率小，而且架棚后棚后充填量小，既节省人力又满足了巷道的支护要求，取得了较好的支护效果。二、采煤工艺根据实际揭露煤层情况，实测首采工作面上、下顺槽煤层厚度6367M，平均煤厚65M，与原地质资料平均煤厚616M有一定差别，结合全矿井煤层情况，为保证充分回收资源，本次修改将原设计上分层采高32M，下分层采高30M，调整为上分层采高3035M，下分层平均采高30M左右。根据支护强度的计算，结合本矿井煤层顶底板情况和煤层赋存条件，针对本矿井薄基岩的条件，原设计选择的液压支架为ZY6800/18/38型掩护式液压支架。根据建设单位实际订货设备情况，采用ZF8600/20/38型（铺网）液压支架，支护强度符合计算要求，ZF8600/20/38型（铺网）液压支架主要技术参数为支撑高度20003800（MM）；额定工作阻力8600（KN）；初撑力7758（KN）；支架中心距1500（MM）；支护强度135（MPA）；泵站额定压力315MPA；支架重量26（T）。本矿井二1煤层采用分层综采，原设计不铺设人工假顶，利用自然锈结再生顶板开采下分层。考虑到一矿生产经验，本次修改为铺底网形成人工假顶方案。修改后的液压支架可以很好适应分层综采的要求，支架后尾梁可以起到铺网时对人员的保护作用。假顶铺设材料为矿用塑料网，材料规格为12006000MM。铺设方法为撑起液压支架的后尾梁，工作人员在后尾梁的保护下，进行支架后铺底网，长边沿倾斜方向铺设，短边沿推进方向铺设。铺设要求（1）铺网时要将网铺平铺展；（2）网片四周搭接100MM，并用连网绳将网边逐孔穿连并做到逢孔必扎（死结）。（3）铺网后要及时对铺网段进行洒水以便顶底层更好的粘结。三、井下运输系统1、井下辅助运输井下辅助运输原设计采用防爆无轨胶轮车。根据实际揭露煤层情况，局部煤层变化较大，底板条件差，容易底鼓，维护困难，单一使用防爆柴油机轻型无轨胶轮车运输灵活性差，特别是大件运输相对困难。因此，本次设计井下辅助运输修改为防爆无轨胶轮车和无极绳连续牵引车联合运输方式。具体修改方式如下（1）大巷辅助运输方式选择矿井大巷选用防爆无轨胶轮车运输人员、物料及矸石，选用无极绳连续牵引车运送液压支架等大型设备。（2）盘区主要辅助运输方式选择矿井盘区辅助运输主要担负人员、矸石、材料和设备的运输任务，选用无轨胶轮车运输人员、物料及矸石，选用无极绳连续牵引车运送液压支架等大型设备。（3）顺槽辅助运输方式采煤工作面顺槽采用无极绳连续牵引车运输。设计按照规程、规范要求，对无无极绳连续牵引车进行了详细计算选型，并对安全防护提出了具体的措施，主要包括无极绳连续牵引车的外露旋转部件（除滚筒、制动器外）均有防护装置；设置有运输速度及距离的显示器；绞车滚筒与牵引钢丝绳的直径比为72727，大于安全规程的相关要求；配套有张紧装置、综合保护装置、弯道护轨装置等；操作位置具有良好的可视性，用以保证对人员不造成危险；配置有总开关，用以防止突发事件依法的危险。无极绳连续牵引车运输大型设备时，运行速度不得高于088M/S；无极绳系统不得运送人员。无轨胶轮车运行时，同一路段内的无极绳连续牵引车不得运行。2、井下主运输系统在经过核算满足使用要求的条件下，根据实际设备订货情况，对上仓斜巷带式输送机、盘区大巷带式输送机、顺槽输送机等设备选型进行调整。四、矿井通风1、矿井风量、负压（1）瓦斯根据2010年6月XX理工大学煤矿安全工程技术研究中心提供的XX二矿一盘区（700M以上）突出危险性评价阶段报告对揭露区域二1煤层的瓦斯参数进行了测定回风斜巷揭露区域附近的二1煤层瓦斯含量在618925M3/T之间，最大925M3/T；1101工作面区域附近的二1煤层瓦斯含量在489719M3/T之间，平均590M3/T。本次修改设计煤层原始瓦斯含量取最大值925M3/T对回采工作面瓦斯涌出量进行预测。综采工作面相对瓦斯涌出量预测Q采K1K2K3KFWOWC式中Q采开采煤层相对瓦斯涌出量，M3/T；K1围岩瓦斯涌出系数，一般K11113；XX矿区单一煤层开采条件，K1119127，平均K1121；K2工作面丢煤瓦斯涌出系数，取回采率的倒数。工作面回采率为95，则K2105；K3采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出量影响系数，按K3（L2H）/L计算，其中L为工作面长度，取180M，H为掘进巷道预排等值宽度，无烟煤H为65130；取H95,则K3089；KF取决于煤层分层数量和顺序的分层瓦斯涌出系数，根据规范，分两层开采时上分层取1504，下分层取0496，设计按上分层取KF1504；WO煤层原始瓦斯含量，根据2010年6月的XX二矿一盘区（700M以上）突出危险性评价阶段报告，本次修改设计取最大值925M3/T。WC采落煤炭运至地表时残存瓦斯含量，无烟煤残存瓦斯含量一般为610M3/T；本井田二1煤层挥发分含量平均为737，残存瓦斯含量取8M3/T。经计算，Q采K1K2K3KFWOWC1211050891504（9258）213M3/T。二1煤回采工作面相对瓦斯涌出量为213M3/T，绝对瓦斯涌出量为807M3/MIN。根据最新测定的瓦斯参数进行计算，矿井生产能力按18MT/A考虑，计算矿井瓦斯相对涌出量调整为460M3/T，绝对瓦斯涌出量为1742M3/MIN。（2）回采工作面需风量计算矿井投产时布置一个采煤工作面，其工作面风量按如下方法计算A、按瓦斯涌出量计算Q采100Q瓦采K采通，M3/MIN式中Q采采煤工作面实际需要的风量，M3/MIN；Q瓦采采煤工作面的瓦斯绝对涌出量，二1煤工作面平均瓦斯涌出量为807M3/MIN；K采通采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取14；则Q采100807141130M3/MIN188M3/S。B、按工作面温度计算Q采60VCSCKI，M3/MIN式中VC采煤工作面风速，当机采长壁工作面稳定在2026之间时，工作面风速应在1018M/S之间，取14；SC采煤工作面的平均断面积，127M2；KC工作面长度系数，取12；Q采6014127121280M3/MIN213M3/S。C、按人数计算实际需风量Q采4N，M3/MIN式中N工作面同时工作的最多人数，40人；Q采440160M3/MIN27M3/S。D、按风速进行验算15S采Q采240S采式中S采采煤工作面的平均断面积，127M21905M3/MINQ采3048M3/MIN综合以上计算，综采工作面配风量取1500M3/MIN，即25M3/S是能满足要求的。（3）矿井总风量矿井总风量按二1煤1个综采工作面，2个综掘面，1个岩巷普掘面考虑，总风量仍为148M3/S。矿井配风情况也相应修改，具体见下表1。（3）矿井通风负压计算矿井通风负压计算结果通风容易时期和困难时期风量均为1483/S，通风容易期负压为17028PA，困难时期为26317PA。（4）存在问题及建议本设计的通风系统只对由初期回风立井服务时期进行了设计，后期由两个风井同时服务本矿井时，矿井应根据当时开采的实际情况单独再进行通风系统改造。实际生产时，矿井可根据瓦斯的实际涌出情况、瓦斯抽放情况等对综采面的风量和矿井风量进行调整，以保证矿井安全生产。表1矿井配风量计算表序号用风点数量配风指标小计备注M3/SM3/S1二1煤综采工作面12525煤巷综掘工作面210202岩巷普掘工作面1773井下爆炸材料发放硐室1334井下加油、检修硐室1885盘区变电所2366井下主排水泵房11515通风降温需要7防爆无轨车7626同时运行7辆8其它8小计118备用2530合计148主井48M3/S，副井100M3/S2、矿井通风设备原设计矿井通风设备选用FBDCZ826型对旋式轴流通风机2台，其中1台工作，1台备用。每台通风机配用YBFE8型专用防爆电动机2台，电机容量为315KW，电压为10KV。本次修改根据设备实际订货资料，在满足设备可靠等原则下，矿井通风设备采用用MAF2600/15001GQ型矿用轴流通风机2台，其中1台工作，1台备用。每台通风机配用YP6308型电动机1台，电机容量为1120KW，电压为10KV。经验算，风机风量、负压满足设计要求。（一）主通风机设备选型1、设计依据（1）矿井所需风量通风容易期、困难期均为148/S。（2）矿井所需负压通风容易期负压为17028PA，困难期为26317PA。（3）通风设备设置本矿井采用机械通风，设有回风井，其出口处设置通风机。本矿进风主立井井口、副立井井口标高均为815M，回风立井井口标高也为815M。2、通风设备方案根据矿井通风要求，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，设备投资少的优点，但存在占地面积大，土建工程量大，需建返风道，反风繁琐，系统总投资高，动压损失大，运行电耗高，综合运营费用多等缺点，因此设计不予推荐。对于轴流式通风设备，根据矿井所需的风量和负压，通风机的计算风量和负压分别为矿1051481554（3/S）易1702810015019528（PA）困2631710015028817（PA）考虑通风设施漏风和各种阻力损失后，设计在方案、可研设计阶段对适合本矿井的多种风机进行了方案比较，结合现场意见，设计推荐技术先进，效率较高，可靠性高的的MAF风机作为本矿风井通风设备方案。3、通风设备选型根据通风设备选型方案和通风机的计算风量和负压，本矿井通风设备选用MAF2600/15001GQ型矿用轴流通风机2台，其中1台工作，1台备用。每台通风机配用YP6308型电动机1台，电机容量为1120KW，电压为10KV。（二）主通风机正常运行工况主通风机运行特性曲线见图1。风机运行工况点的参数见表2。风机运行工况点的参数表表2项目风量（M3/S）负压（PA）叶片角度效率计算轴功率（KW）通风容易期M11554195281833731通风困难期M21554288176885193通风机达到最大设计负压和风量时,运行叶片角度2630（风机最大叶片角度），风机具有足够的富裕能力。图1主通风机运行特性曲线三主通风机反风设计随通风设备主机配备风门及风门启闭装置。通风系统利用配套的风门和风门启闭装置，再配合风机反转进行反风。通风机的反风特性曲线见图2。通风机反风运行工况详见表3。风机反风运行工况点的参数表表3项目风量（M3/S）负压（PA）叶片安装角度效率计算轴功率（KW）通风容易期M177848951153192通风困难期M278573536252321四主通风机设备余量及配套电动机校验1、主通风机设备余量校验由主通风机正常运行及反风运行特性曲线及主通风机运行工况可知，通风机达到最大设计负压和风量时,运行叶片角度2630（风机最大叶片角度），比风机允许范围小24，风机具有足够的富裕能力。满足现行煤炭工业矿井设计规范GB502152005第822条及现行煤矿主要通风机站设计规范GB504502008第316条规定的要求。2、主通风机配套电动机校验由主通风机正常运行及反风运行特性曲线及主通风机运行工况可知，风井主通风机正常运行及反风运行计算风机运行轴功率均小于主通风机配套电动机功率1120KW，轴功率最大时有较大富裕系数，满足现行煤矿主要通风机站设计规范GB504502008第322条规定的轴流通风机电动机富裕系数的要求。（五）主通风机调节方式及辅助设施1、主通风机调节方式主通风机通过整体调整叶片角度，来调整运行工作区域，以满足矿井通的风需要，并始终保持风机工作工况始终在特性曲线效率区的高效区域，以实现节电节电运行。图2主通风机反风特性曲线2、主通风机布置及辅助设施主通风机布置在通风机房内，控制及配电部分布置在专用配电、控制室内，通风机房的电源引自地面变电所，以双回路电缆供电，其中1回工作，1回备用，能保证通风机连续运转，且备用通风机能在10MIN内开动。通风机房内设置起重梁，以便于风机的检修；主通风机配套有手动、电动两用风门，风门采用密闭保温措施进行防冻；专用通风机配电、控制室内安装水柱计，配有风机参数（风量、负压、温度、电流、电压）测试仪及打印机等，能实时监控并反映通风机的运行状况，以保证设备安全运行，此外控制室内安有直通调度室的电话，挂有返风操作系统图；为了满足环保要求，主通风机配备有消音装置，风机控制室内的噪声小于85DBA,主通风机的噪声排放满足现行工业企业厂界环境噪声排放标准GB123482008的要求；回风井口处安装了防爆门，并按规程要求定期检查维修；在回风井口安全出口处设置有防爆门；通风系统的外部漏风率小于5。新风机投入使用前进行一次通风机性能测定和试运转工作，以后至少每五年或通风系统工况变化较大时，应进行一次通风机性能测定。通风机的运转设置专职司机负责。（六）主通风机反风方式、反风系统及设施矿井的反风一般是在矿井发生火灾（进风井口、井筒、井底车场、主要进风巷道和硐室等地点发生火灾）时进行。矿井反风方式分全矿井反风和工作面局部反风。全矿井反风采用主要通风机反转实现，区域及局部反风通过巷道布置和井下通风设施来实现，可满足全矿井、区域及局部反风的要求。全矿井反风是指在井下发生重大火灾（进风井口、井筒、井底车场、主要进风巷道和硐室等地点发生火灾）时，利用其压力实现风流自回风井进入，自进风井排出的情况。主通风设备系统的反风，利用手动、电动两用风门启闭，配合主通风机反转，改变巷道中的风流方向，进行全矿井反风，反风设施能在10MIN内改变巷道中的风流方向，当风流方向改变后，矿井通风容易时期和困难时期，通风系统反风风量均大于各自正常风量的40，满足现行煤炭工业矿井设计规范GB502152005第825条及现行煤矿主要通风机站设计规范GB504502008第312条规定的要求。工作面局部反风是工作面局部发生火情，在主要通风机保持正常运行条件下，通过迅速调整预设的反风风门开关状态，实现采区内部巷道或采煤工作面风流反向，以实现局部反风。工作面的风流自原工作面回风顺槽进入，自原工作面进风顺槽排出，旨在减少火灾对工作面的影响。此外，设计对井下各种风门采用遥测监控，对双道风门采用机械联锁，即一道风门打开，另一道风门必须关闭，当打开的风门处于未关闭状态时，不能打开另一道风门。每季度至少要检查一次反风设施，每年应进行一次反风演习。矿井通风系统有较大变化时，应进行一次反风演习。五、矿井排水设备原设计矿井主排水设备选用13台MD420969型离心式排水泵，每台配YB8004、10KV、1600KW矿用防爆型电动机一台，正常涌水期6台工作，5台备用，2台检修最大涌水期8台工作。根据建设单位实际订货情况，本矿井主排水设备采用4台MD420939型离心式排水泵，9台MD450909型离心式排水泵，每台水泵均配YB25604、10KV、1600KW矿用防爆型电动机一台，正常涌水期6台工作，5台备用，2台检修，最大涌水期8台工作。调整后排水能力增加270M3/H，完全能满足设计扬程要求。为利于井下运输和安装，考虑安装、使用条件及与水泵的配套，结合实际订货情况，本次选择YB25604型电机，完全可以满足使用要求。其中主要排水设备MD450水泵的校核计算和性能曲线等如下（一）设计依据1、本矿井在副立井井下682M标高设置主排水泵房。2、本矿井正常涌水量197013M3/H，最大涌水量256117M3/H。3、井下水需经处理后作为矿井生产用水，水处理需增加扬程8M（含地面段管路损失）。4、排水总垂高7715M。5、排水管路沿副立井敷设，主排水泵房离副井底较远（约850M）。（二）排水设备选择的合理性分析设计对适合本矿井主排水的多种水泵进行了方案比较，设计可选用DS450型高速泵，但其磨损快，附加设备多，投资高，管理使用复杂，设计不予推荐；设计推荐MD系列高扬程多级离心泵，其效率高，管理简单，且现场应用实例多，设备可靠。（三）排水设备、管路选型及安全性校验结合现场实际订货情况，本矿井主排水设备采用4台MD420939型离心式排水泵，9台MD450909型离心式排水泵，每台水泵均配YB25604、10KV、1600KW矿用防爆型电动机一台，正常涌水期6台工作，5台备用，2台检修，最大涌水期8台工作。排水管路选用4趟D42622无缝钢管，分段选择壁厚。正常涌水期3趟工作，最大涌水期4趟工作。矿井主排水设备运行特性曲线详见图3、4；矿井排水系统布置详见图5；矿井排水设备运行工况详见表4。由水泵运行特性曲线及工况点参数表可知，所选主排水泵，运行在水泵工业利用区域内，且运行在高效区域，日排水时间均20H；选用的13台主排水泵，正常涌水期6台工作，5台备用，2台检修，最大涌水期8台工作，备用水泵能力为工作水泵的8370，检修水泵能力为工作水泵的3325，均满足现行煤矿安全规程的要求。所选主排水泵最大吸水高度均5M，满足现行煤炭工业矿井设计规范相关要求。由水泵运行工况点参数表可知，水泵各个运行工况所需轴功率（计算轴功率）均小于所配电动机容量1600KW，并留有11071181的富裕系数，所选电动机容量满足要求。正常涌水期，工作排水管路能力配合工作水泵，日排水时间20H；最大涌水期，工作和备用排水管路总能力配合工作和备用水泵，日排水时间20H，均满足现行煤矿安全规程的要求。图3主排水泵运行特性曲线图4主排水泵运行特性曲线图5主排水系统示意图水泵运行工况点参数表表4技术参数内容单位新管旧管矿井正常涌水量M3/H197013矿井最大涌水量M3/H256117设计依据排水垂高M7715水泵型号、台数台MD4209394台MD4509099台电机型号YB25604电机参数10KV,1600KW排水设备排水管路4D42622水泵台数台66排水管工作趟数33流量M3/H460（457）438（432）扬程M8207（8101）8379（8152）效率775（78）77（77）吸程M6（58）618（601）轴功率KW135883（13335）131415（12621）正常涌水期工况日排水时间H/D1713（1724）1799（1824）水泵台数台88排水管工作趟数44流量M3/H460（457）438（432）扬程M8207（8101）8379（8152）效率775（78）77（77）吸程M6（58）618（601）轴功率KW135883（13335）131415（12621）最大涌水期工况日排水时间H/D167（1681）1754（1779）注括号内为MD450909型水泵运行工况排水管路壁厚按下式计算WPD150152364式中排水管路管壁计算厚度，CM；P管路最大工作压力，设计计算取为90MPA；DW管路管材外径，42CM；管路焊缝系数，无缝钢管取1；管材需用应力20号钢，100MPA；本公式已计入管材的制造误差及腐蚀附加厚度。代入各参数后904215015231674CM则排水管路壁厚满足现行煤矿井下排水泵站及排水管路设计规范第445条的规定。根据地质报告预测，矿井涌水量为197013M3/H，最大涌水量为256117M3/H，涌水量较大。对照煤矿防治水规定（2009版）矿井水文地质类型划分标准，矿井涌水量达到了复杂类型的限定值，矿井水文地质类型应属复杂，和地质报告的结论存在一定区别。根据煤矿防治水规定（2009版）、煤矿安全规程（2010版）规定，应当在井底车场周围设置防水闸门，或者在正常排水系统基础上安装配备排水能力不小于最大涌水量的潜水电泵排水系统。由于高压水闸门尚无定型设计产品，因此设计暂未考虑设置防水闸门，设计拟采用配备潜水电泵排水系统。经计算，排水设备选用6台BQ550838/221900/WS型矿用隔爆型潜水电泵，每台水泵额定流量550M3/H，额定扬程838M，每台水泵配一台10KV,4极，1900KW矿用潜水泵专用隔爆型电动机。矿井建设中也可根据实际情况选用其它型号的潜水电泵，但选择的潜水电泵必须取得“MA”标志，并且实际运行工况满足矿井实际需要，其排水能力不小于矿井最大涌水量。排水管路选用3趟D42622的聚乙烯涂层复合钢管，管路沿风井井筒敷设至地面。排水设备能力新、旧管情况下，均满足矿井最大涌水量排水要求。根据地质报告结论，“太原组上段L89石灰岩为二1煤层主要充水含水层，校正后的单位涌水量000050059L/SM，综合边界条件和矿区构造控水特点分析，依据DZ/T02152002号国标，二1煤层水文地质勘探类型为第三类第二亚类第二型，即以底板进水为主的岩溶充水条件中等型矿床”。自2007年开始，经过三年多的建设，矿井目前各系统已基本形成，工作面设备正在安装。矿井建设过程比较顺利，未发生过重大突水事故。据矿上提供的资料，矿井目前实际涌水量约160M3/H，仅为地质报告预计的涌水量的81左右。综合以上情况，考虑到XX省XX煤田XX二井田勘探报告编制时掌握的水文地质资料有限，水文地质计算依据尚欠充分，且水文地质勘探类型划分依据主要是煤、泥炭地质勘查规范（DZ/T02152002）和矿区水文地质工程地质勘探规范（GB1271991）。目前矿井各系统已基本形成，对水文地质条件的揭露更加充分，因此，建议矿井按照煤矿防治水规定相关要求，针对本矿井的水文地质条件进行研究，编制矿井水文地质类型划分报告，确定本矿井的水文地质类型。如果矿井水文地质类型划分报告确定本矿井水文地质类型属于复杂或极复杂，则必须设置潜水电泵排水系统；如果确定本矿井水文地质类型属于中等，则可根据矿井的防治水要求，投产后适时建设潜水电泵排水系统。六、矿井压风设备原设计选用3台VWK160型165282/07地面矿用螺杆变频空气压缩机，其中2台工作，空压机排气量165282M3/MIN，排气压力07MPA。配交流、380V，160KW电动机。空压机采用水冷方式。冷却水量为16M3/H/台。本次修改设计结合建设方设备订货情况，选用4台MM250A/C/SG型地面螺杆空气压缩机，每台空压机排气量425M3/MIN，排气压力075MPA，配10KV，250KW电动机。空压机采用风冷方式。可以满足矿井压风需要。压风机选型过程如下1、设计依据本矿井在井下2个综掘工作面、1个普掘工作面设有风动工具，具体为2个综掘工作面的用风工具为MGJII单体锚杆机2台耗气量34M3/MIN/台PSJP混凝土喷射机1台耗气量58M3/MIN/台1个普掘工作面的用风工具为ZY24气体凿岩机2台耗气量28M3/MIN/台G10风镐2台耗气量12M3/MIN/台MGJII单体锚杆机1台耗气量34M3/MIN/台HPCV混凝土喷射机1台耗气量58M3/MIN/台2、空压机选型分析本矿井地面没有需用压气的设备，只有井下风动工具需用压气作为动力源。本设计对选用井下移动式空压机和地面固定式空压机进行了分析比较。井下移动式空压机在技术上具有压气管路短，减少管道空气漏损，提高工作气压，使风动工具充分发挥能力，降低电耗等优点，同时又在经济上具有节省压气管路投资和地面空压机站的土建投资等优点，但井下空压机管理相对困难。根据国家安全监管总局国家煤矿安监局的安监总煤行2007167号文件以及现行AQ10552008号文件标准，所有煤矿必须安装压风系统，且必须设有地面压缩空气站和下井压缩空气管路。综合考虑，从管理方便出发，设计选用地面固定式。矿井空压机房与矿井选煤厂空压机房统一布置，便于管理，维护。3、压缩空气量计算根据井下风动工具配置情况及风动工具不同时工作的特点，计算各掘进头的供气量为总12MIQIKI1211510（2280992120992809934098）49M3/MIN1沿管路全长的漏风系数，应取1112，在此取12。2机械磨损损耗增加系数，应取11115，在此取115，供井下设备用风。海拔高度修正系数，当海拔高度大于1000M时应取1，当海拔高度大于1000M时，每增高100M系数应增加1。在此为10。4、空压机选型及空压机站根据计算的耗气量，结合现场实际情况，设计选用4台MM250A/C/SG型地面螺杆空气压缩机，每台空压机排气量49M3/MIN，排气压力075MPA，配10KV，250KW电动机。空压机采用风冷方式。后期（20年后）由于输送管路太远，约在9KM左右，在后期风井处设置重新考虑空压机房。5、压气管路本矿井地面以及敷设在回风立井井筒的主干管为DN200低压流体输送钢管，支管为DN80低压流体输送钢管，去往各个掘进头用风点。管路连接采用普通的快速管接头，每300M左右加一个大伸缩量快速管接头。七、矿井提升设备原设计考虑到经济合理、技术可靠等方面，主井电控系统采用交流同步电机交交变频拖动方式，主要传动控制设备进口，高压柜、整流变压器等国内生产。本次修改设计根据建设方订货设备情况，选用DTC直接转矩交直交变频控制系统，与原设计的交交变频控制系统相比，有控制精度高、系统可靠、功率因素高、系统结构简单、对电网污染小等优点。八、供电系统对原初步设计2回110KV电源取自XX一矿区域变电站的线路长度按实际长度进行修改，根据建设方实际设备订货情况，对矿井主变压器型号、综合自动化系统等进行调整。井下计算电流正常涌水时IJ844A、最大涌水时IJ1004A、灾害排水时主排水泵房13台泵工作电流IJ1149A；经计算并结合建设单位意见，矿井选用6回MYJV4210KV3185型煤矿用阻燃交联聚乙烯绝缘电力电缆和2回MYJV4210KV3120型煤矿用阻燃交联聚乙烯绝缘电力电缆下井，其中6回MYJV4210KV3185型煤矿用阻燃交联聚乙烯绝缘电力电缆引至井下中央变电所，再从中央变电所出2回路至井下采区中部变电所；2回MYJV4210KV3120型煤矿用阻燃交联聚乙烯绝缘电力电缆引至副井底10KV变电所。当1回电缆故障,各变电所其余电缆能够满足各自供电范围内用电设备供电要求。井下10KV电源取自矿井地面110KV变电站10KV的不同母线段，其中6回下井电缆经副立井及管子道直接引至井下中央变电所及采区中部变电所的高压进线柜，另2回经主立井直接引至副井底10KV变电所的高压进线柜。根据矿井新增抗灾潜水泵情况，在主井井口房附近设置独立式地面抗灾潜水泵高压配电室，采用2回10KV电源引自地面110KV变电站10KV侧不同母线段，每回电缆为2根交联聚氯乙烯，型号为YJV2210KV3240。在配电室内设KYN28A12金属移开式高压开关柜12台和6台型号为HDQ1900/10KV的10KV软起动柜，对井下6台潜水泵采用一对一直接供电，电缆为MYJV4210KV395。井下中央变电所高爆开关采用具有高压漏电保护装置的PBG1/10Y智能型防爆高压真空配电装置37台；KBSG矿用防爆型干式变压器2台，型号为KBSG160/1010/069KV160KVA；具有选择性漏电保护的KBZ矿用防爆型自动馈电开关（分开关设有选择性漏电保护装置）11台。副井井底变电所采用具有高压漏电保护装置的PBG1/10Y智能型防爆高压真空配电装置9台、KBSG矿用防爆型干式变压器2台，型号为KBSG630/1010/069KV630KVA；具有选择性漏电保护的KBZ矿用防爆型自动馈电开关（分开关设有选择性漏电保护装置）14台。上仓带式输送机变电所采用采用具有高压漏电保护装置的PBG1/10Y智能型防爆高压真空配电装置5台、QBGZ/10智能型防爆高压真空启动器4台，KBSG矿用防爆型干式变压器2台，型号为KBSG315/1010/069KV315KVA；具有选择性漏电保护的KBZ矿用防爆型自动馈电开关（分开关设有选择性漏电保护装置）6台、真空磁力起动器QBZ型13台。采区中部变电所采用具有高压漏电保护装置的PBG1/10Y智能型防爆高压真空配电装置11台、KBSG矿用防爆型干式变压器4台，其中2台型号为KBSG630/1010/114KV630KVA、2台型号为KBSG315/1010/12KV315KVA；具有选择性漏电保护的KBZ矿用防爆型自动馈电开关（分开关设有选择性漏电保护装置）25台。组合开关均采用QJZ1600/1140（QJZ1600/3300）系列矿用井下组合开关，该设备在出现过载、短路、漏电、断相等故障时能自动切断电源并显示及记忆故障信号，开关在合闸前还具有漏电闭锁及试验功能。巷道掘进工作面的局部通风机采用“三专二闭锁（专用变压器、专用开关、专用线路、风电闭锁、瓦斯闭锁）”方式供电，其线路的馈电开关具有选择性漏电保护装置，并能实现风电、瓦斯闭锁。同时，局部通风机采用双电源自动切换方式供电。井下照明电压为127V，井下各机电硐室、主要巷道、采煤工作面等均设固定照明，其照明电源就近取自井下各自变电所及移动变电站的照明变压器综合装置，由矿用隔爆型照明、信号综合装置配电。照明灯具采用DGS20/127YB127V20W矿用隔爆型荧光灯，采煤工作面照明灯具采用DGC/127127V35W矿用防爆型支架灯，爆炸材料库照明灯具采用DGS60/127127V60W矿用防爆白炽灯。照明线路采用MY038/066煤矿用阻燃橡套电缆。九、矿井给水排水根据矿井建设实际情况，对矿井排水处理工艺流程及供水系统中建筑、设备型号等进行调整，矿井水处理原设计2组斜管沉淀池，本次修改为3组，可以达到更好的处理效果。消防及供水泵房用深井泵原设计型号为250QSG80240/12，本次修改型号为200QJ80T121，在仍能满足消防及供水需要的前提下，便于安装和检修。十、技术经济根据调整的部分对矿井投资、评价指标进行调整。十一、通风与安全另外，根据专家审查意见，在安全方面也做了必要的补充。一）、防治煤与瓦斯突出补充完善内容根据防治煤与瓦斯突出规定相关要求，对防突措施进行了补充说明。本矿井按突出矿井设计，根据瓦斯地质情况和煤与瓦斯鉴定结果，850M以浅按非突出区域管理，850M以深区域按煤与瓦斯突出管理。设计初期开采块段一盘区位于850M以浅非突出区域，矿井首次揭煤时必须采取防突措施并对煤层突出危险性进行验证，生产中应密切观察突出预兆，严格执行防治煤与瓦斯突出规定中有关突出矿井非突出区域的防突、防护措施。当矿井后期开采至850M以深区域和当矿井煤层验证为煤与瓦斯突出危险煤层时，必须采取“突出危险性预测、防治突出措施、防治突出措施的效果检验、安全防护措施”等四位一体的综合防治突出措施。同时，开采至850M以以深区域时，必须编制防突专项设计，主要内容包括开拓方式、开采顺序、采区巷道布置、采煤方法、通风系统、防突设施（设备）、区域综合防突措施和局部综合防突措施等内容。（一）预测预报措施1、煤与瓦斯突出预测措施确定煤层为突出煤层的依据为地质报告、采掘过程中可能出现的突出预兆及采掘前煤层突出的预测。突出预测的方法采用经检验适合本矿区的方法和设备，选用以下主要指标（1）煤的坚固性系数；（2）软分层厚度；（3）煤层厚度及变化指标；（4）瓦斯放散初速度；（5）瓦斯压力；（6）与突出主构造的距离；（7）开采深度。结合矿区多年来已做的科研分析工作，矿井建设、开拓准备、工作面推进过程对突出煤层必须进行突出危险性预测，并采取防突措施和防突措施的效果检验。2、煤与瓦斯突出预测仪器根据矿井需要和有关规定设计配备了煤与瓦斯突出预测仪器，见表5。表5防突设备顺序设备名称型号及规格单位数量1防突钻机MKF2台32瓦斯放散初速度指标测定仪WT1套13煤坚固性系数测定仪FMJ1台14瓦斯解析仪WTYIIIX台35瓦斯涌出初速度测定仪WTYIIIF套36压风自救器ZYJ套138（二）综合防突措施1、本矿井采用立井开拓，布置主立井、副立井和专用回风立井。每组盘区大巷共包括主运输大巷、辅助运输大巷和回风大巷，850M以深突出区域内盘区三条巷道均布置在煤层顶板砂岩中。2、本矿井主采二1煤，其它煤层暂不开采，井下布置一个采煤工作面，一区一面保证矿井产量，工作面采用分层综采采煤法开采。3、矿井采用机械抽出式通风方式，850M以深区域采用分区式通风系统，布置有后期专用回风井、专用回风巷。回采工作面采用全负压通风，由工作面运输顺槽进风，工作面回风顺槽回风，综采工作面通风系统为1进1回的“U”型通风。掘进工作面通风采用局部通风机配合风筒正压通风。4、采区巷道除顺槽、工作面等之外尽量采用岩石巷道。5、开采时应避免大面积悬顶。6、采掘过程中严禁风镐落煤。7、煤层巷道及采煤工作面分别采用锚网喷、U型钢或工字钢支架、液压支架等支护方式，使巷道支护具有一定的支护强度，而且还有一定的稳定性、整体性、可缩性。8、采煤工作面采用垮落法管理顶板。9、采煤工作面必须加强上、下端头，前方巷道和后方切顶线的支护强度。10、矿井具有完整独立的通风系统，有完善的通风设施，通风设备等，井下通风设施全部达到防突要求，风门、密闭、风桥等通风设施必须坚固可靠，防止突出后的瓦斯涌入其他区域。设计反向风门具有抗爆性能。11、设计回采工作面均采用上行风，进风、回风均不经过采空区和冒顶区。12、采掘工作面和采区主要硐室均采用独立通风。13、工作面回风侧不设风量调节设施。14、矿井有2个安全出口，采煤工作面有2个安全出口。15、每个采区设有专用回风巷，采区进、回风均贯穿整个采区，采掘工作面之间无串风。16、地面永久瓦斯抽采系统，见本章第三节。（三）区域防突措施区域防突措施是指在突出煤层进行采掘前，对突出煤层较大范围采取的防突措施。区域放突措施包括开采保护层和预抽煤层瓦斯2类。本矿井为单一煤层开采，不适宜开采保护层，因此采用预抽煤层瓦斯方式解决区域防突。预抽煤层瓦斯措施要求如下1、穿层钻孔或顺层钻孔预抽区段煤层瓦斯区域防突措施的钻孔应当控制区段内的整个开采块段、两侧回采巷道及其外侧一定范围内的煤层。要求钻孔控制回采巷道外侧的范围是倾斜、急倾斜煤层巷道上帮轮廓线外至少20M，下帮至少10M；其他为巷道两侧轮廓线外至少各15M。以上所述的钻孔控制范围均为沿层面的距离。2、穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施的钻孔应当控制整条煤层巷道及其两侧一定范围内的煤层。该范围与本条1中回采巷道外侧的要求相同。3、顺层钻孔或穿层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯区域防突措施的钻孔应当控制整个开采块段的煤层。4、顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施的钻孔应控制的条带长度不小于60M，巷道两侧的控制范围与本条1中回采巷道外侧的要求相同。5、当煤巷掘进和采煤工作面在预抽防突效果有效的区域内作业时，工作面距未预抽或者预抽防突效果无效范围的前方边界不得小于20M。6、厚煤层分层开采时，预抽钻孔应控制开采的分层及其上部至少20M、下部至少10M（均为发向距离，且仅限于煤层部分）。7、要保证有足够的预抽时间（一般应大于6个月）和抽采负压（孔口负压大于20000PA），钻孔封堵必须严密，穿层钻孔的封孔长度不得小于5M，顺层钻孔的封孔长度不得小于8M。8、尽可能布置密集钻孔，采用大孔径钻孔和交叉钻孔及长钻孔等措施，以提高瓦斯抽采率。9、预抽煤层瓦斯是防突措施之一，必须对其抽采率和防突效果进行检验，未达到有效指标时，应采取补充措施。10、煤巷工作面掘进前、回采工作面回采前，应对采、掘煤层的突出危险性进行评价，确认煤层达到无突出危险指标后，方可进行采掘活动。做到不采突出煤层，不掘突出头。（四）局部综合防突措施1、石门和井巷揭煤防突措施在石门揭穿突出煤层前，经预测有突出危险或煤层瓦斯压力大于074MPA时，可采用抽采瓦斯、水力冲孔、金属骨架或其它经试验证明有效的防治突出措施。经采取补充措施、效果检验有效后，可用远距离放炮或震动放炮揭穿煤层。经预测无突出危险时，可不采取防治突出措施，但必须采用震动放炮揭穿煤层。震动放炮的作业方式、装药量、封孔等均应按有关规定和作业规程进行。2、煤巷掘进防突措施煤巷掘进主要采用KDZ11143型地质探测仪，利用QFZ22、ZQS65/25型轻便防突钻机进行超前钻孔等局部防突措施，采用上述方法均应按规定和要求进行操作施工。3、回采工作面防突措施回采工作面的防突设计主要采用注水湿润煤体、预抽煤层瓦斯等综合防突措施。（五）安全防护措施1、揭穿突出煤层的安全防护措施在采取瓦斯抽采等防突措施后，在煤巷掘进工作面掘进揭煤前，必须进行措施孔效果检验，只有经检验措施有效后方可进行揭煤。否则，必须采取增加排放钻孔、延长排放时间等补充措施，直至效检合格为止。（1）对预抽煤层瓦斯区域防突措施进行检验时，应当根据经试验考察确定的临界值进行评判。如果所有实测的指标值均小于临界值则为无突出危险区，否则，即为突出危险区，预抽防突效果无效。（2）对预抽煤层瓦斯区域防突措施进行检验时，均应当首先分析、检查预抽区域内钻孔的分布等是否符合设计要求，不符合设计要求的，不予检验。（3）对穿层钻孔或顺层钻孔预抽区段煤层瓦斯区域防突措施进行检验时，在采煤工作面推进方向每间隔3050M，至少沿工作面方向布置2个检验测试点。（4）对穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施进行检验时，在煤巷条带每间隔3050M，至少布置1个检验测试点。（5）对穿层钻孔预抽石门揭煤区域煤层瓦斯区域防突措施进行检验时，至少布置4个检验测试点，分别位于要求预抽区域内的上部、中部和两侧，并且至少有1个检验测试点位于要求预抽区域内距边缘不大于2M的范围。（6）对顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施进行检验时，在煤巷条带每间隔2030M至少布置1个检验测试点，且每个检验区域不得少于3个检验测试点。（7）各检验测试点应当不至于所在部位钻孔密度小、孔间距较大、预抽时间较短的位置，并尽可能远离测试点周围的各预抽钻孔或尽可能与周围预抽钻孔保持等距离，且避开采掘巷道的排放范围和工作面的预抽超前距。在地质构造复杂区域适当增加检验测试点。（8）若检验期间在煤层中进行钻孔等作业时发现了喷孔、顶钻及其他明显突出预兆时，发生明显突出预兆的位置周围半径100M内的预抽区域判定为措施无效，所在区域煤层仍属突出危险区。（9）当采用煤层残余瓦斯压力或残余瓦斯含量的直接测定值进行检验时，若任何一个检验测试点的指标测定值达到或超过了有突出危险的临界值而判定为预抽防突效果无效时，则此检验测试点周围半径100M内的区域均判定为预抽防突效果无效，即为突出危险区。2、突出煤层中采掘作业的安全防护措施（1）采掘工作面风速不得超过4M/S，回风流中瓦斯浓度不得超过1。（2）采掘工作面作业前必须将控制范围内煤层的瓦斯含量降到煤层始突深度的瓦斯含量以下或将瓦斯压力降到煤层始突深度以下。若没能考察出煤层始突深度的煤层瓦斯含量或压力，则必须将煤层瓦斯含量降到8M3/T以下，或将煤层瓦斯压力降到074MPA（表压）以下。控制范围如下石门（井筒）揭煤工作面控制范围应根据煤层的实际突出危险程度确定，但必须控制到巷道轮廓线外8M以上（煤层倾角8时，底部或下帮5M）。钻孔必须穿透煤层的顶（底）板05M以上。若不能穿透煤层全厚，必须控制到工作面前方15M以上。煤巷掘进工作面控制范围为巷道轮廓线外8M以上（煤层倾角8时，底部或下帮5M）及工作面前方10M以上。采煤工作面控制范围为工作面前方20M以上。（3）当上分层开采并同时对下分层进行瓦斯抽采后，经检验下分层的瓦斯含量降到8M3/T以下或瓦斯压力降到074MPA（表压）以下，则可进行下分层的开采，若没有达到以上指标，则仍需要采取措施对下分层进行瓦斯抽采。3、压风自救系统根据煤与瓦斯突出规定要求，突出矿井需设置避难硐室和压风自救系统。为提高矿井的抗灾性，作为防护措施，设计在850M以浅区域设置了压风自救系统，在850M以深区域设置避难硐室和压风自救系统。1）避灾硐室避灾硐室一般在距采掘工作面40M以外设置，硐室设置应符合以下要求硐室必须设向外开启的隔离门，并设有与矿（井）调度室直通电话。硐室内有可供人饮用水的供水管路和必要的食物储备。硐室宽度40M，高25M，长度30M，矩形断面，每人使用面积不少于05M2，可同时避灾的人数不少于15人。硐室支护采用不燃性材料支护可靠，并将顶底密封。硐室内必须设有供给空气的设施，每人供风量不得少于03M/MIN。采用压缩空气供风，设有减压和过滤装置并带有阀门控制的呼吸管嘴。硐室内应根据避灾的最多人数，配备不少于15个隔离式自救器。硐室在使用时采用压缩空气正压通风。（2）压风自救系统在工作面上下顺槽中距采掘工作面40M处设置一组压风自救系统，其数量按工作面最多出勤人数确定，最低不少于15个。该组压风自救系统随工作面移动。长距离掘进巷道中，每隔50M处均设置一组压风自救系统，每组自救系统可供58人使用。自救系统安设在井下压气管路上，经减压装置后，分设一定数量带阀门控制的管嘴，每个管嘴上设有塑料薄膜罩，平时卷起，用