第六章砚石台煤矿安全技术改造

1、第六章砚石台煤矿安全技术改造概述砚石台煤矿于1958年始建，矿井设计生产能力为45吨/年，2005年核定生产能力45万吨/年，实际生产能力35万吨/年，剩余服务年限20年。矿井为斜井暗斜井多水平分区式开拓，现正在-250m水平生产，矿井深部边界为-500m，还有一个水平未开采。矿井有2层可采煤层，即4、6号煤层，其厚度分别为2.0、1.4m。6号煤层采用放炮采煤，4号煤层采用风镐采煤，实行放炮掘进。属煤与瓦斯突出矿井，最大突出煤量484t/次，最大瓦斯涌出量3.2万m3，采取专用瓦斯抽放巷抽放瓦斯。近两年平均绝对瓦斯涌出量为22.23 m3/min（0.3705 m3/s），相对瓦斯涌出量为3

2、9.79m3/t；煤尘有爆炸危险性，煤层为容易自然发火煤层，发火期36个月。本矿安全技术改造项目分别为主扇风机更新改造、瓦斯抽放系统改造、瓦斯安全监测系统完善、非防爆主排水设备更新改造、人工矿界构筑工程共计五项，总投资3897.48万元。在设计中为使改造工程项目安全可靠、经济合理、技术可行，更好地满足矿井的安全生产需求，具体设计内容按分项目进行设计。第一节新平硐主扇风机一、概况矿井现有主扇四套，其中南翼芭蕉湾风井有BDK-8-21的主扇两套；北翼平硐风井有70B2-21-18的主扇两套。目前矿井总进风量为103m3/s，总排风量为110m3/s，北翼总回风量35 m3/s，风机静压540Pa，

3、风阻0.045 k；最大通风流程9200m。采煤工作面为全风压通风，掘进工作面为局扇压入式通风。二、改造的内容1、更新主扇通风机及电控设备；2、改造风机房；3、改造地面输电线路；4、改造回风井。三、通风机选型设计（一）风机服务期由于矿井剩余服务年限达22年之久。因此，本次选择的主扇服务期22年，服务范围为±0-500m水平。（二）各用风地点的需风量确定1、采煤工作面风量根据矿井近30年的通风管理经验，采煤工作面按瓦斯涌出量配备风量，比用其它方法计算的配备风量要大，更加符合矿井安全生产实际。因此只用瓦斯涌出量计算确定采煤工作面配风风量。目前4号、6号煤层采煤工作面的较大瓦斯涌出量分别为

4、2.0m3/min、1.5m3/min，根据长期以来的采煤工作面瓦斯涌出递增关系，得出风机服务期内工作面的瓦斯涌出最大增加率为15.8%；按此-500m水平的4、6号煤层采煤工作面的瓦斯涌出量分别为：2.4m3/min，（0.04 m3/s）和1.8 m3/min（0.03 m3/s）。按此计算出-500m水平的4、6号煤层采煤工作面需风量。（1）号煤层采煤工作面需风量一个4号煤层采煤工作面需风量Q采4为：Q采4=100q采4K系 =100×0.04×1.2=4.8 （m3/s）式中： q采4 4号煤层工作面绝对瓦斯涌出量，m3/s； K系风镐采煤工作面风量配备系数。（2）

5、6号煤层采煤工作面需风量一个6号煤层采煤工作面Q采6为：Q采6=100q采6K炮系 =100×0.03×1.4=4.2 （m3/s）式中： q采6 6号煤层采煤工作面绝对瓦斯涌出量，m3/s。K炮系炮采工作面风量配备系数。2、掘进工作面需风量掘进工作面配风量按局扇吸入风量至回风口之间这段巷道中的风速不低于0.15m/s所需风量进行配备。掘进工作面采用1130kw局扇通风，长期以来使用局扇的经验，局扇吸入风量加权平均值为4 m3/s。每个掘进工作面的需风量Q掘为：Q掘=Q吸+VS =4+0.15×6=4.9 m3/s式中：Q吸 局扇吸入风量，m3/sV局扇安装地点至

6、掘进工作面巷道中的最小风速，m3/s;S局扇安装地点巷道断面积，S=58m2，平均6m2。3、抽放巷的需风量根据矿井的配风经验，瓦斯抽放巷独立通风时的需风量Q抽为150 m3/min（2.5 m3/s）。4、硐室需风量充电硐室的配风量，按经验值配3 m3/s。（三）、矿井北翼需风量和主扇排风量1、通风容易时期北翼需风量及主扇排风量（1）通风容易时期北翼通风容易时期为生产全部转入±0m250m水平之间“3-7”区、“4-1”区分散生产时期，此时有 1个6号层采煤工作面，4个掘进工作面，3条需独立通风的瓦斯抽放巷道及1个充电硐室。如矿井通风容易时期通风系统图所示。（2）、通风容易时期的需

7、风量通风容易时期的需风量为：Q易=(Q采易+Q掘易+Q抽+Q充)×K矿通=(Q采6×N采6易+Q掘×N掘易+Q抽N抽+Q充N充易)×K矿通 =(4.2×1+4.9×4+2.5×3+3×1)×1.2 =41.2 m3/s式中：Q充充电硐室配风量， m3/s；N采6易通风容易时期6号煤层采煤工作面个数，个；N掘易通风容易时期掘进工作面个数，个；N充易通风容易时期充电硐室个数，个；K矿通矿井通风系数。（3）、主扇排风量主扇排风量Q排易为：Q排易=Q易·K外=41.16×1.05=43.3 m

8、3/s式中：K外矿井外部漏风系数。2、通风困难时期矿井需风量和主扇排风量（1）通风困难时期北翼通风困难时期为北翼-250-500m水平的5采区和7采区生产时期，此时在北翼布置2个采煤工作面（其中1个4号层采煤工作面，1个6号层采煤工作面）、6个掘进工作面、4条独立通风的抽放巷及1个绞车硐室；如通风困难时期通风系统示意图所示。（2）通风困难时期的需风量通风困难时期的需风量Q难为：Q难=(Q采难+Q掘难+Q抽+Q硐)×K矿通=( Q采4×N采4难+Q采6×N采6难+Q掘×N掘难+ Q抽×N抽难+Q充N充难+ Q炸N炸难)×K矿通 =(4.

9、8×1+4.2×1+4.9×6+2.5×4+3×1)×1.2 =61.7 m3/s式中： N采4难通风困难时期4号煤层采煤工作面个数，个；N采6难通风困难时期6号煤层采煤工作面个数，个；Q硐难绞车硐室配风量， m3/s；（3）主扇排风量主扇排风量Q排难为：Q排难=Q难·K外 =61.7×1.05=64.8 m3/s（四）通风阻力1、巷道通风阻力（1）通风阻力计算的线路通风容易时期计算通风阻力的线路为： +320m主井±0m井底车场-250m主井-250m井底车场-250m八字口至一区石门-250m一区石门

10、至一区下车场-250m一区下车场至-185m石门-185m石门至-125m石门-185m石门至6#煤层4601S2段工作面进风巷4601S2段工作面4601S2段工作面回风巷-60m石门至回风上山-60m回风上山至+210m总回风巷+210m一区至三区+210m三区至+210m总回风上山口+210m至+340m回风上山+340m平硐风硐。通风困难时期计算通风阻力的线路为：+320m主井-250m主井-500m主井-500m井底车场-500m八字口至三区石门-500m三区石门至五区下车场-500m七区下车场至-430m石门-430m石门至-370m石门-370m石门至-310m石门-310m石门

11、至6#煤层5607N1段工作面进风巷5607N1段工作面5607N1段工作面回风巷-250m石门至回风上山-250m回风上山至+210m总回风巷+210m七区至五区+210m五区至+210m总回风上山口+210m至+340m回风上山+340m平硐风 硐（2）巷道通风阻力按下式计算出的通风容易时期和通风困难时期的巷道通风阻力列于表1，表2。 表1 北翼通风容易时期阻力计算表序号井巷名称支护形式摩擦阻力系数（N.S2/m4 ）巷道长度L(m)巷道断面积S (m2)风量Q（m3/s）周长U (m)阻力h(Pa)1-2+320m主井裸巷0.00784650134814.879.02-3±0m

12、井底车场裸巷0.0078440015.43016.112.43-4-250m主井裸巷0.00784600112813.637.74-5-250m井底车场裸巷0.0078475014.93515.834.55-6-250m八字口至一区石门裸巷0.00784500101413.010.06-7-250m一区石门至一区下车场裸巷0.00784300101013.03.07-8-250m一区下车场至-185m石门裸巷0.007842006610.02.68-9-185m石门至-125m石门裸巷0.007841506310.00.510-11-185m石门至6#煤层裸巷0.007842005.649.7

13、1.414-154601S2段工作面进风巷金支巷0.02058300448.212.715-164601S2段工作面金支巷0.020581001.244.585.616-174601S2段工作面回风巷金支巷0.0205825044.28.211.617-18-60m石门至回风上山裸巷0.004915054.29.21.018-19-60m回风上山至+210m总回风巷不支护有梯步0.017880061210.095.319-20+210m一区至三区裸巷0.0049100091312.314.020-21+210m三区至+210m总回风上山口裸巷0.0049100091312.314.021-22

14、+210m至+340m回风上山裸巷0.00784300941.212.367.422-23+340m平硐裸巷0.00784800941.2179.6179.6风 硐砌碹0.00715357.143.314.314.3h676.5总通风阻力h易=1.2h=1.2×676.5=811.8 Pa表2 北翼通风困难时期阻力计算表序号井巷名称支护形式（N.S2/m4 ）L(m)S(m2)Q（m3/s)U(m)h(Pa)1-2+320m主井裸巷0.00784650134514.869.42-3-250m主井裸巷0.00784650134214.860.53-4-500m主井裸巷0.0078475

15、0134214.869.84-5-500m井底车场裸巷0.0078475014.94215.849.65-6-500m八字口至三区石门裸巷0.007841200103113.0117.26-7-500m三区石门至五区下车场裸巷0.007841300102513.082.67-8-500m五区石门至七区下车场裸巷0.007841400102013.056.98-9-500m七区下车场至-430m石门裸巷0.0078420062010.029.29-10-430m石门至-370m石门裸巷0.0078415061810.017.710-11-370m石门至-310m石门裸巷0.00784300101

16、013.03.011-12-310m石门至6#煤层裸巷0.020582005.6109.722.712-135607N1段工作面进风巷金支巷0.0205830054.29.28.013-145607N1段工作面金支巷0.020581001.84.25.534.214-155607N1段工作面回风巷金支巷0.0205825054.29.26.715-16-250m石门至回风上山不支护有梯步0.01781506.54.210.51.816-17-250m回风上山至+210m总回风巷裸巷0.007848008.92312.257.617-18+210m七区至五区裸巷0.00784100092312.

17、370.018-19+210m五区至+210m回风上山口裸巷0.00784100093512.3162.019-20+210m至+340m回风上山裸巷0.0049300961.712.394.420-21+340m平硐砌碹0.007158001061.713.0282.3风 硐砌碹0.00715357.161.710.929.1h1324.8总通风阻力h难=1.2h=1.2×1324.8=1589.8Pa h=·L·U·Q2/S3式中 h井巷摩擦阻力，Pa；摩擦阻力系数；L通风巷道长度，m；U巷道周长，m；Q通过巷道的风量，m3/s；S通风巷道的面积，m

18、2。由表1、表2可知，北翼通风容易和困难时期的巷道通风阻力分别为811.8 Pa和1589.8 Pa。（五）矿井自然风压矿井多年来的自然风压为h自98118Pa；取118 Pa。（六） 通风总阻力1、最小通风阻力最小通风总阻力Hmin为： Hmin=h易巷h自=811.8118=693.8（Pa）2、最大通风阻力最大通风总阻力Hmax为：Hmax=h难巷+h自=1589.8+118=1707.8（Pa）（七）风阻1、通风容易的风阻通风容易的风阻R易为：R易=Hmin /Q2易=693.8÷43.32=0.37 N.S2/m82、通风困难风阻通风困难风阻R难为：R难=hmax/Q2难=

19、1707.8÷64.82=0.41 N.S2/m8（八）、主扇选择1、主扇类型的选择对旋式通风机是国家推荐的高新技术设备，且近年南桐矿业公司各矿更新的对旋式风机运行效果很好。因此选择对旋式主要通风机。2、主扇应达到的技术指标（1）、最小排风量和最小静压根据前述得出矿井在通风容易时期风机最小排风量和最小静压分别应为：43.3m3/s和693.8Pa。（2）最大排风量和最大静压矿井在通风困难时期的风机最大排风量和最大静压分别应为：64.8 m3/s和1707.8Pa。（3）风机静压效率风机在工况范围内的效率大于75%,（4）反风率风机反转时的风量不小于正常风量的60%。（5）噪音因在距风

20、机大约30m处有居民住宅，因此对噪音要有较高要求。即：在距主扇1m范围内的最大噪声不超过83dB（A）；在机房围墙处的噪声不超过60dB（A）。3、风机参考型号的选择根据风机应达到如下排风量和静压的要求: Hmin=693.8Pa， Q min=43.3m3/s； Hmax=1707.8Pa， Q max=64.8m3/s；选择参考型号（因具体型号根据招标时提供的技术参数由生产厂家确定）为BD-8-19型隔爆对旋轴流式通风机，其特性如风机特性曲线图所示。由特性曲线图可知：该风机不完全适合矿井的通风参数，需由招标的中标厂家进行个体设计，以保证风机长期在高效区内运行。（九）、主扇电机的选择电动机其

21、输出功率为：N入=K×h静大× Q难/ (1000×电×风 ×传) =1.1×1707.8×64.8/(1000×0.95×0.75×1)=170.9(kw)式中 电电机效率，取0.95；风 风机效率，取0.75；传 传动效率，直接传动，传为1；K 轴流式风机电机容量系数。根据计算，选择型号为YBF315L2-8型的6K电动机V，功率2×110kw，转速740rpm。（十）、电控设备的选择根据电动机的容量选择GG-1AF系列的进线柜2台、联络柜2台、启动柜2台、电容柜2台、抵压控制柜2

22、台，S9-100/6型变压器2台。电控设备布置如电控设备布置设计图所示。四、通风机房土建工程设计 通风机房存在的问题现有通风机房已使用25年，地下煤炭开采后已遭到影响，现地板和墙壁开裂，摸的砼面脱落，屋顶局部破漏，基础开裂，变电所和值班室已是危房。机房仅有部分围墙。机房后面山势陡峭，时有岩石掉下，现有的挡墙高度和厚度都无法保证安全。运输桥梁陈旧，承重达不到要求。 改造的方案通风机房按如下方案改造，具体改造内容由施工设计确定。1、配电室从新打地板；2、配电室内摸墙面，外贴钢砖；3、修筑堡坎；4、新建值班室60m2；5、新建变电所50m2；6、修建围墙；加固桥梁；7、撤除现有风机。五、回风井改造

23、回风井存在的问题回风井存在的主要问题是外部漏风严重；30m的回风井支护结构受采动破坏，现垮塌变形严重，一些地方断面积缩小到3-4m2。严重影响通风的可靠性和稳定性。 改造的方案1、回风井口用砼堵漏；2、将回风井刷大到12m2并采取发碹永久支护；六、工程概算主要工程量列于下表，概算投资573.73万元（详见附件概算书）。表3 风机更新投资概算表 （万元） 序号设备名称参考型号单位数量参考单价金额1通风机BD-8-19台21002002电控设备GG-1AF台104.5453变压器S9-100/6台2244 设备安装套237845旧风机及扩散器拆出台215306机房、围墙、桥梁改造1007地面输电线

24、路改造508回风井改造m300.267.8合计521七、预期效果通过设备的更新,机房的改造,回风井的改造,必将会使矿井风量足够,系统稳定可靠,通风安全隐患排除,促进安全生产,同时风机的效率提高,电耗降低。对构建节约型、和谐社会都将起到一定的作用。23第二节瓦斯抽放系统改造一、矿井抽放概况1、矿井抽放现采取卸压瓦斯抽放，抽放巷布置在4号、6号煤层之间的高强度硅质灰岩中，抽放瓦斯量为3-5m3/min，矿井抽放率13-15%。2、瓦斯赋存：随着开采水平延深，矿井瓦斯含量和瓦斯涌出量逐渐增加，±0m至 250m水平的瓦斯含量、压力变化如下表所示： 各水平的瓦斯含量及压力表参 数水平4号煤层

25、6号煤层瓦斯压力(MPa)瓦斯含量（m3/t)煤层透气性系数10-3m2/MPa2.d瓦斯压力(MPa)瓦斯含量(m3/t)煤层透气性系数10-3m2/MPa2.d±0m3.9515.65583.914.3858-250m4.3517.56584.5315.58582004年、2005年矿井平均绝对瓦斯涌出量为22.23m3/min，相对瓦斯涌出量为：39.79m3/t。按上述瓦斯含量增加关系，推算出矿井20年内的矿井绝对瓦斯涌出最多比现在增加15.8%，依此推算出达到矿井核定能力时的深部瓦斯涌出量将达到32m3/min。3、现有瓦斯抽放系统存在的问题、现有的SKA-353水环式真空

26、泵能力小，无法满足预抽需要。、矿井抽放管路大部分已使用17年以上，这些管道破损严重，导致抽放系统漏气严重；抽放管道直径为100-200mm，管路阻力大，钻孔的负压只有0-5kPa；管道数量不足，使该抽的区域因无瓦斯管而不能抽放。 、现有的瓦斯抽放钻机多为150型，已使用35年，磨损大，效率低，台机月效率仅为200300m/台月。、矿井钻孔欠帐多，达到150000m。、瓦斯抽放巷道严重滞后，抽放巷道进尺欠帐3000m。、抽放放机房面积仅有50m2，无法安设较大的抽放泵，且机房和值班室连通，循环水池小而漏。二、 瓦斯抽放系统的改造内容1、更新瓦斯抽放泵2套。2、更新泵站附属设备（启动设备、变压器）

27、和装置（防爆装置、防回火装置、流量计、气水分离器、电子净化水装置）。3、更换锈蚀和直径过小的瓦斯管道。4、敷设该安而又未安的瓦斯抽放管道。5、更新管道附属装置（放水器、流量计、闸门）。6、掘进瓦斯抽放巷道。7、施工瓦斯抽放钻孔。8、新建抽放泵站（泵房、电控室、值班室、工具室、工作水池）。三、瓦斯抽放方式及抽放参数确定1、抽放方式由于煤层抽放率稳定性差，地质构造多，煤层起伏大，不能实施较长的煤层钻孔，因此对6号煤层瓦斯采取穿层钻孔预抽。因1采区以北的4号煤层薄化，所以仅对1采区和南翼的4号煤层采取穿层卸压抽放。2、矿井瓦斯抽放率由于矿井主要抽放方式是预抽，部分区域对被保护层实行卸压抽，瓦斯抽放管

28、理规范规定的卸压抽放的矿井抽放率为35%，预抽矿井抽放率不低于25%，对此，确定矿井最高瓦斯抽放率为32%。3、矿井瓦斯抽放量根据深部水平达到核定生产能力时的瓦斯涌出量为32m3/min和32%的瓦斯抽放率得出矿井瓦斯抽放标准（20、1atm）纯瓦斯量为10.2m3/min。4、矿井瓦斯抽放最低浓度由于抽出的瓦斯作为燃料，最低浓度不得低于30%，因此确定抽放最低浓度为30%。5、最大混合瓦斯抽放量根据最大标准纯瓦斯抽放量10.2m3/min和矿井最小瓦斯抽放浓度30%可得出最大混合瓦斯抽放量为34m3/min。6、抽放和排出压力 钻孔最低瓦斯压力。抽放钻孔最低抽放负压确定20kPa。 瓦斯泵的

29、排气压力。瓦斯泵排出的瓦斯直接进入瓦斯罐，现排气压力为68 kPa，在此确定为10 kPa。四、抽放管道改造的范围确定由于矿井正在开采-250m 水平，在此水平以下剩余一个阶段，因此，本次改造后的主要管路要能为下水平服务且与矿井同寿命，为此，改造的瓦斯管道按砚石台煤矿瓦斯抽放系统示意图所示的布置线路来确定瓦斯抽放管道的改造范围，详细改造范围、长度、规格列于下表。表2 改造瓦斯管路长度、直径及敷设巷道名称表节点编号敷设瓦斯管道的巷道名称外径*壁厚(mm)长度(m)重量(t)1-2-3地面和硐室回风上山325*1224002233-22-18-250m南大巷273*102900188.53-36-

30、37-250m北大巷219*8120050.48-11-18四区回风上山（-250m-125m）219*840016.815-16-17六区-250m石门、250m南抽放巷159*675017.2511-13四区-185m石门159*61503.4512-13四区-185m南抽放巷、六区-185m南抽放巷159*6110025.313-14四区-185m北抽放巷159*655012.6522-23二区-250m石门159*61503.4523-19二区回风上山（-250m-185m）159*61503.4519-20二区-185m石门159*62004.620-21二区-185m北抽放巷159

31、*650011.52-29-39±0m北大巷273*102670173.5539-28±0m北大巷五区石门至七区石门219*870029.427-28七区回风上山219*840016.826-27七区+150m石门159*61002.325-26七区+150m南抽放巷159*63508.0536-38一区-250m石门159*61503.4538-33一区回风上山-250m至-185m石门159*62004.633-34一区-185m石门159*61503.4534-35一区-185m南抽放巷159*650012合 计15670814注：节点编号为抽放系统图中的各节点的编号

32、。五、瓦斯抽放管路选择1、管道材料选择选用无缝钢管作为瓦斯抽放管2、管道内径的选择 初选管道内径 干管（泵站到-250m大巷之间的上山和地面管道）内径为300mm。 主管（除边界采区以外的-250m南大巷和±0m北大巷内的管道）内径为250mm。 分管（采区上山和边界采区大巷内的管道）内径为200mm。 支管（区段石门和抽放巷内的管道）内径为150mm。 用经济流速验算初选管道内径用515m/s的经济流速和最大混合瓦斯Q混在管道内的流速V=4Q混/（60D2）验算初选管道内径D的合理性。 干管瓦斯流速V=4×34/（60×0.32）=8.0m/s 主管瓦斯流速V=

33、4×25/（60×0.252）=8.5m/s 分管瓦斯流速V=4×15/（60×0.22）=8.0m/s 支管瓦斯流速V=4×10/（60×0.32）=9.4m/s经上述计算初选的管道内的最大瓦斯流速均在515m/s之间，符合要求，于是就确定干、主、分、支管的内径分别为300mm、250mm、200 mm、150mm。3、抽放管规格确定根据管道的内径和标准管道规格确定出干、主、分、支管的外径×壁厚分别为325×12、273×10、219×8、159×6mm。六、瓦斯抽放管路系统最大阻力

34、计算矿井瓦斯抽放系统中，长度和抽放量最大的那趟管路的阻力便是管路系统的最大阻力。阻力最大的管路系统为：地面经上山-250m南大巷6采区4段抽放巷。此管路系统中的各段管道内径、长度、通过的最大混合瓦斯量列于表3，并按公式：hf= Q混2L管/（K阻D5）式中:hf管路摩擦阻力，kPa；Q混混合瓦斯标准流量，m3/min；瓦斯比重，30%浓度的瓦斯比重为0.866；L管管路长度，m；D瓦斯管内径，mm；K阻阻力系数，当D=150时，K阻=1.9×10-7；D150时，K阻=1.92×10-7。进行管路阻力计算。算得管路最大摩擦阻力为17.7kPa。 抽放管路摩擦阻力相关参数及阻

35、力表编号管路经过巷道名称管 道流 量（m3/min）摩擦阻力（kPa）直径(mm)长度(m)1地面、南翼总回风上山3002300344.92-250m南大巷（主石门4区）2502200256.43-250m南大巷（四区至六区）2001200153.446区抽放巷150500103.0hf17.7管道总阻力 hf总=hf×1.15=17.7×1.15=20.4kPa七、 瓦斯抽放泵要达到的技术参数1、瓦斯抽放泵的压力计算瓦斯泵的压力Hf为Hf=( hf总+hzf+ho)×K=(20.4+20+10)×1.2 =60.5 (kPa) 式中： hf总管道总阻力

36、；hzf抽放钻孔负压；ho排气端压力。2、瓦斯抽放泵额定抽气量瓦斯泵的额定额定抽气量Qb为Qb=K Q混/=1.2×34/0.8=51 m3/min式中 K流量备用系数,取1.2；Q混最大混合抽放量，m3/min；瓦斯泵机械效率，取0.8。八、 瓦斯泵及抽放设备的选择 1、瓦斯泵的选择根据计算出泵的额定抽气量51m3/min和瓦斯泵的额定压力60.5Kpa，选出的泵在50.5Kpa吸气负压和和10Kpa的排气压力状态下的抽放量应为114m3/min。根据泵的特性曲线选择转速290转/分的2BEY 42型水环式真空泵。其特性见特性曲线图。配套电机型号为YB315L1-4，功率为160K

37、w。2、瓦斯抽放钻机选择该矿的抽放钻孔要穿过f=612的岩层，根据国产钻机的性能和该矿的使用情况，选择高强度、大功率、高性能的MK-4型钻机10台。3、电控设备的选择根据电动机功率选Astar系列的进线柜2台、联络柜1台、启动柜3台(其中1台控制旧泵)、电容柜1台，S9-200/6型变压器2台。电控设备布置如电控设备布置设计图所示。九、瓦斯抽放巷及钻场布置1、 抽放巷道布置在每个区段的风巷水平的4号层至6号煤层之间的硅质灰岩中布置一条与采区走向同长的断面积为6m2的梯形金属支架支护的专用瓦斯抽放巷，在采区边界用上山将上下段的抽放巷道联通。2、抽放钻场布置在抽放巷道内每隔30m布置一个高

38、5;宽×深为2.5×3.0×3.0的钻场。3、抽放巷道掘进工程量抽放巷道掘进工程量列于表4。表4 抽放巷道工程序号巷道名称长度（m）备注1南二区-250m南抽放巷5102南四区-185m北抽放巷5103南六区-250m南抽放巷5504南六区-185m南抽放巷5505南六区-185m南抽放巷至-250m南抽放巷上山1006北一区-185m南抽放巷4507北七区+150m南抽放巷330合计3000十、抽放钻孔布置 1、卸压抽放钻孔布置在抽放巷道内向4号煤层施工终孔间距为1315m的卸压抽放孔。2、预抽钻孔布置在专用瓦斯抽放巷内向6号煤层施工间距为58m的穿层预抽钻孔。

39、3、抽放钻孔工程量需要布置的卸压抽放钻孔和预抽钻孔4300个，平均单孔长度35m, 钻孔总长度15万m。十一、抽放泵站改造方案瓦斯抽放泵站由抽放泵房、电控室、值班室、工具室、工作水池组成。根据初选泵的尺寸，确定新建的泵房长16m、宽9m、面积144m2，值班室和工具室面积64m2，如瓦斯抽放泵站平面布置图所示。工作水池容积200 m3。泵站建筑均为砖砼结构。具体技术参数和要求在施工设计中确定。十二、 瓦斯抽放系统改造工程及投资概算瓦斯抽放系统改造工程量列于下表，投资概算2838万元详见概算书。 瓦斯抽放系统改造主要工程量统计表 工程名称规格型号单位数量备注抽放泵2BEY 42台2启动柜Asta

40、r GX台7变压器S9-200/6台2附属装置套1设备、装置安装抽放管道t814抽放管安装及附属装置t814新建泵站及征地座1新增钻机、钻具套10封孔机台10抽放钻孔万m15抽放巷道m3000合计43第三节瓦斯安全监测系统完善一、 矿井安全监测系统的现状及存在的问题砚石台煤矿1989年建立A1瓦斯监测系统，因系统老化而报废，2002年6月将其更新为KJ101安全监测系统,该系统的性能稳定，运行良好。但配置量少，而且部分装置和材料老化，从数量和监测内容上都满足不了煤矿安全规程规定，不能有效地对安全生产进行监控。二、完善方式（1）补充符合规定数量的监控仪、瓦斯、CO、温度、风速、开停、风门开关、风

41、硐压力、设备馈电、瓦斯抽放等传感器；（2）增补能满足监测需要的传输电缆和传感器电缆；（3）地面监测中心站改造;（4）购置满足需要的专用检查、维修用仪器及仪表。三、完善后的监测内容安全监测系统完善后的监测内容为：瓦斯浓度监测，瓦斯浓度超限能自动报警和切断监测区域内的电源；局扇开停监测，停后报警和自动切断停风区内的电源；风门开关监测，两道风门同时开启后自动报警；风速监测；主扇开停、风硐压力监测；瓦斯抽放泵进、出端管道内的瓦斯浓度、压力、温度、流量监测；设备馈电监测；CO、温度监测。四、监测系统及器材型号的选择砚石台煤矿2002年6月使用KJ101安全监测系统以来，该系统运行良好、性能稳定；只是各类

42、传感器及设备的种类、数量不足，不能全面监测矿井的安全状况；KJ101监测系统是完备的监测系统，本身能有效的进行煤矿安全规程规定全部内容的监测，只要将各种传感器通过监控仪用电缆联入监测中心站便能进行监测。所以就在现有的KJ101系统的基础上，选择该系统的配套监测器材。五、监测系统器材应配置量1 各种传感器、监控仪及传感器电缆的应配置量各种传感器、监控仪及传感器电缆的应配置量见表1表1 监测传感器、监控仪及传感器电缆配置表序号监测地点单位数量传 感 器监控仪数量（台）信号电缆（m）备注名 称数量(个)1采煤工作面个5瓦斯传感器24126000按20%备用量配置。掘进面中有6个防突掘进面。2掘进工作

43、面个12瓦斯传感器361284003抽放等其它巷道条8瓦斯传感器9412004瓦斯抽放泵房个1瓦斯传感器112005局 扇台12开停传感器1306006主 扇台4开停传感器522007主扇风峒条2压力传感器201008主要风门组8风门传感器10516009采区和井田一翼进回风巷、总进或回风条6风速传感器73120010采煤工作面隅角个2CO传感器30100011采煤工作面隅角等个2温度传感器30100012瓦斯抽放泵站个1抽放传感器（套）2220013需馈电设备台15馈电传感器180750合主传输电缆及附属装置应配置量主传输电缆及附属装置应配置量见下表 主传输电缆及附

44、属装置应配置量表序号主传输线经过的巷道敷设电缆长度（m）接线盒（个）遥控分路器(个)名 称长度（m）二通三通四通1地面中心站井口5005501122井口人车斜井700770113井口南翼风机房、瓦斯泵房280030003414人车斜井+210m八字口500550215+210m北翼风机房40004400216人车斜井±0m主石门5005503427±0m主石门±0m八字口40044035228±0m主石门-250m八字口1000110052229-250m大巷4000440055210四个采区采区上山总长度20002200105采区及区段石门总长度120

45、0130055合计17600192604026106注：电缆敷设长度为巷道长度的1.1倍。六、新增的监测器材新增的监测器材列于下表。 安全监测系统完善新增器材表序号设 备、材 料 名 称型 号单位数 量应 有现 有新 增1矿用监控仪KJF19台4126152甲烷传感器KJ101-45H个7040303风速传感器CW-1个7524风门传感器KGE8个10465开停传感器KGT8个187116馈电传感器KGT8个188107瓦斯抽放高浓度CH4传感器KJ101-45H台202气体流量传感器KJ101-47台202温度传感器KJ101-42台202压力传感器KJ101-48C台2028风硐压力传感器

46、KJ101-48台2029CO传感器KJ101-38台32110温度传感器KJ101-42台30311遥控分路器KJF1台64212主传输电缆PUYVR1×4×0.52/7km19.2611.08.2613传感器电缆PUYVR1×4×0.43/7km22.4514.67.8514接线盒KP5001个76502615地面监控中心站监控主机工控机台202外置通讯接口板KJ19块202打印机Hp1280台21116综合测试台KJ101-10台10117探头测试台KJ101-11台10118其他维修工具套20219监控仪主板KJF19块30320黑白元件KJ10

47、1-45对2002021便携式瓦斯警报仪JCB-3台903060七、监测系统布置1 监测线路布置传输电缆从地面监测中心站+320m人车井±0m主石门±0m运输大巷采区石门采区轨道上山区段石门矿用监控仪传感器。2 传感器的布置（1）瓦斯传感器布置：a、距采煤工作面煤壁小于10m和采煤工作面回风隅角以及距回风口1015m的回风巷内各安设1个传感器；b、在距工作面煤壁10m内的进风巷布置1个传感器；c、在距掘进工作面小于5m和距回风口1015m的掘进巷道内各安设1个传感器；d、在防突掘进工作面的防逆流风门外安设1个传感器。（2）开停传感器布置在主扇和局扇的供电电缆上。（3）风速传

48、感器布置：a、矿井总回风巷；b、井田的两翼回风巷和采区回风巷内；（4）风门传感器布置在风门上；（5）CO和温度传感器布置在采煤工作面回风隅角内；（5）馈电传感器布置在被控设备开关的负荷侧电缆上；（6）瓦斯抽放传感器布置在瓦斯泵的进或排气管路中。八、项目概算砚石台煤矿安全监测系统完善概算总投资70万元。详见概算书。九、完善时间2006年6月前竣工。十、预期效果该矿的安全监测系统完善后，能对矿井的瓦斯、风速、风机开停、馈电、瓦斯抽放等全方位的监控，能及时、准确、全面了解和掌握矿井的安全状况，为及时发现和排除安全隐患提供了科学、准确的依据，进而推动矿井安全生产。第四节非防爆主排水设备改造一、更新改造

49、的必要性砚石台煤矿90年代以前安装的主排水泵电动机、降压起动装置各9台全部是矿用一般型和普通型，不符合煤矿安全规程的规定且无煤矿安全标志。根据煤矿安全规程第444条井下电气设备选型的规定，煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出矿井和瓦斯喷出区域使用的高低压电机和电气设备必须使用矿用防爆型。砚石台煤矿现使用的9台主排水泵电机、9台电抗器非常必要进行更新改造。二、 电机、电机起动电抗器改造的选型1、电机的选型根据砚石台煤矿现有的主排水泵电机的技术参数，结合现有的安装条件和现场条件，主排水泵电机选择为隔爆型即YBO系列。按各矿电机的额定功率选出型号如表所示。 2、电机起动电抗器的选型根据砚石台煤矿现有的主排

50、水泵电机起动电抗器的技术参数，结合现有的安装条件和现场条件，主排水泵电机起动电抗器选择为与之技术参数相匹配的QKB1000/6-320隔爆型三相起动电抗器。电机起动电抗器技术参数选出型号如表所示。三、 电机、电机起动电抗器改造内容及投资砚石台煤矿更新改造的主排水泵电机9台，电抗器9台,项目设备工程量列于下表。概算投资详见附件概算书。序号项目改造内容主要设备规格或型号单位数量备注1182电机更新改造设备更换非矿用防爆型主排水泵电机为矿用防爆型电机YB400M1-4 6kv 250kw台4YBS560M2-4 6kv 710kw台53电抗器更新改造 更换非矿用防爆型主排水泵电机电抗器为矿用防爆型电机电抗器KBS 1000/6-320台4KBS 1800/6-320台5第五节人工矿