xx煤矿扩建工程初步设计修改说明书

....59/61....XX县XX煤矿扩建工程初步设计修改说明XXXX勘察XX公司二零一一年十二月目录TOC\o"1-2"\h\z\u一、原初步设计和专篇的批复情况1二、初步设计修改项目1三、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：1、XX省经委川经煤炭函〔2009〕1300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[2009]404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[2009]30号。4、乐市经信[2010]198号,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(C45020)；6、XX煤矿煤层情况变化说明。图纸目录序号名称图号比例1矿井开拓方式平面图(修改)TC11015-109-11:20002开拓方式剖面图(修改)TC11015-109-21:20003采区巷道布置与机械设备配备平面图(修改)TC11015-163-11:20004采区巷道布置剖面图(修改)TC11015-163-21:20005通风系统与网络示意图（投产时期）(修改)TC11015-171-1示意6井下供电系统图(修改)TC11015-201-2示意一、原初步设计和专篇的批复情况由XXXX勘察XX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[2009]404号文件批复。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2-1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。4巷道支护与断面形状主、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〖2011〗15、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〖2011〗15、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-1.6×1.2型单滚筒矿用提升绞车，电动机功率160kW，最大静力45kN，滚筒直径1.6m,宽度1.2m，绳速3.4m/s。主斜井选用1台JTP-1.6×1.2-24型单滚筒矿用提升绞车，电动机功率132kW，最大静力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12.8m33台SA-120A型螺杆式空气压缩机排气量21m3按安监总煤装〖2011〗15、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MD25-30×9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+160m水泵房选用3台MD46-30×9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-3×70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-3×120型。矿方重新提供供电协议，经效核计算满足要求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。因井下采掘部署与部分设备发生变化，重新修改井下供电系统。三、修改项目的设计、验算（一）矿井通风验算根据市经济委员会乐市经信[2010]198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Ⅲ级，属不易自燃煤层。矿井开拓新水平揭露各煤层时应与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：Q=4×69×1.2=331.2m3(2)按采煤、掘进、硐室与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，风速以与温度，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、工作面斜长与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：①按瓦斯涌出量计算Q采=100×q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0.648m3Kc—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=100×0.648×1.8=116.64m3②按工作面温度计算Q采=60×Vc×Sc×Ki(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=3.7×0.7=2.59m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=60×1.55×2.59×1.0=240m3③按炸药使用量计算工作面采用炮采，按下式计算：Q采=25×AC(公式5)式中25－每千克炸药爆破后，需要供给的风量，m3/min·kg；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。将参数AC值代入公式5计算采煤工作面需要风量：Q采=25×4.2=105m3④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=4×17=68m3⑤按风速验算按最低风速验算，回采工作面的最低风量：Q采≥15ScQ采≥15×2.59Q采≥38.85m3按最高风速验算，回采工作面的最高风量：Q采≤240ScQ采≤240×2.59Q采≤621.6m3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一样。采煤工作面需风量为480m故回采工作面需风量为：∑Q采=∑Q矿采+∑Q采备(公式7)=480+120=600m3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、掘的正常生产接替与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经计算，采煤工作面风量∑Q采为600m32）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。①按瓦斯涌出量计算Q掘=100×q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。②按炸药使用量计算Q掘=25×Aj(公式9)式中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·㎏；③按工作人员数量计算Q掘=4×Nj(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。④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。⑤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Φ500mm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=1－7%×600÷100＝58%a、计算局部通风机吸风量：Q局=(公式13)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108m3P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=3.11mb、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54.15N·S2/m8，600m长的风筒总风阻为324.9N·S2/m8。c、计算局部通风机全风压：h全=R·Q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，N·S2/m8；经计算600m长的风筒总风阻为324.9N·S2/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3.11m3Q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=324.9×1.8×3.11=1818.8Pad、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FBD№5/2×5.5型矿用防爆压入式对旋轴流局部通风机，通风机全压为500～2800Pa，额定风量为150～210m3/min，功率2×5.5kw。采用Φ500mm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=Qf×I＋V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FBD№5/2×5.5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6.6m运输巷掘进工作面：Q掘1=180×1＋15×6.6=279m3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表3-1-1掘进工作面需风量计算表计算方法使用公式相关参数掘进工作面名称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按瓦斯涌出量计算公式8q掘(m3/min)0.2160.2320.232Kj2.02.02.0Q掘(m3/min)43.243.243.2按炸药使用量计算公式9Aj(kg)3.03.03.0Q掘(m3/min)757575按工作面人数计算公式10nj151515Q掘(m3/min)606060按风速进行验算Sj(m2)6.64.387.2V最低151515公式11按最低允许风速计算Q掘(m3/min)9965.7108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=837m33）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=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=0m35)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31m2、矿井风量分配通风容易时期：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：10.0m33个掘进工作面共配风：15.0m井下中央变电所配风：2m3其他巷道共配风：4m3合计矿井总风量为31m3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、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=式中h——通风摩擦阻力，Pa；α——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h1为329Pa(详见矿井通风阻力计算表3-1-2)。表3-1-2通风容易时期矿井通风阻力计算表序号巷道名称支护形式断面形式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a(N.s2/m4)mmS(m2)R（N.s2/m8）m3/sm/s（Pa）1主斜井砌碹半园拱形0.00425119.27.220.0525162.2213.432主斜井下部车场砌碹半园拱形0.00426011.79.260.0037161.730.953160运输大巷砌碹半园拱形0.0042609.27.220.0062152.081.394材料上山与绕道石门砌碹半园拱形0.00428910.37.20.0103152.082.3251号皮带运输机下山锚杆/金属支架梯形0.025438510.86.240.4347152.4097.806东带区集中运输大巷砌碹半园拱形0.00421059.27.220.0108152.082.4371301工作面运输巷锚杆/金属支架梯形0.025429010.86.240.3274101.6032.7481301采煤工作面单体液压支柱矩形0.032808.82.591.296751.9332.4291301工作面东回风巷锚杆/金属支架梯形0.025429010.85.280.540450.9513.5110带区集中回风大巷金属支架梯形0.02541897.390.0102101.351.0211集中回风上山砌碹半园拱形0.004231397.390.0293293.9224.6512170总回风巷砌碹半园拱形0.00428997.390.0083293.927.0113回风石门砌碹半园拱形0.0042269.27.220.0027294.022.2414回风斜井砌碹半园拱形0.00425209.27.220.0534314.2951.3015引风硐砌碹半园拱形0.0042309.27.220.0031314.292.9616小计286.1817局部阻力取15%42.9318合计28663294、等积孔计算与通风难易程度评价1）、矿井通风的总风阻R1=h1/Q12=329÷312=0.34N·S2/m82)、矿井等积孔A1==1.19×31÷=2.0m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、集中回风上山与总回风巷、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，确保采煤工作面与出口畅通无阻，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与时维修，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。5、通风设备初设所选用风机型号为FBCDZ-6-№15A-2×37kW型矿用防爆对旋式轴流通风机，风机风量为16～40m3/min，风压为98～1746Pa，功率为2×37kW。矿方实际已购买风机型号为FBCDZ-6-№16A-2×55kW型矿用防爆对旋式轴流通风机，风机风量为21～55m3/min，风压为98～1970Pa，功率为2×55kW。根据以上参数与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-2×55kW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-2×55kW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TC11015－171－1。（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3-2-1防爆柴油机钢轮机车主要技术特征机车型号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）3.06006600≤78机械机械≥511（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。（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=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；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；a—列车启动加速度，0.04m/s2；—重列车启动阻力系数，0.0135；i—运输线路平均坡度，对于运输大巷，3‰。n==19.7辆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=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；—重列车运行阻力系数，0.009；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。b=0.03858=0.03858=0.062式中—机车运行速度，8km/h；—机车制动距离，取40m。n==397辆按启动和制动条件，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=式中l—制动距离，m—列车制动时的速度，8km/h；—制动时的粘着系数，0.17。l==8.2m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===0.013＜6.6重列车下坡时运行阻力：Wz===1.12＜6.6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；—空列车运行阻力系数，0.009。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=式中N—货运工作机车台数，台；—运输不均衡系数，1.25；—矸石系数，1.1；—每班煤产量，91t；—每班工作时间，7.5h；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。—机车速度，8km/h；—装车与调车时间，25min。N==0.97台通过以上计算，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1.25×2=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）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3t5、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。2）矸石车==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）×Q0=9.81×4×(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：PS===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；—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6×19S+FC-20-1770-I型,GB8918-2006标准的钢丝绳,d=20mm；PSB=1.47kg/m；Qd=4、钢丝绳安全系数校核（1）校验提升煤=7.2＞6.5（2）校验提升矸石=9.2＞6.5（3）校验下放机车=13.1＞6.5符合《煤矿安全规程》第400条的规定。5、确定滚筒直径Dg≥80×20=1600mm6、作用在绞车最大静力F′煤=n·g(m1+m2)(sinα+f1cosα)+L0·PSB·g(sinα+f2cosα)=32366.3N＜45000NF′矸石=n·g(m1+m2)(sinα+f1cosα)+L0·PSB·g(sinα+f2cosα)=25562.3N＜45000NF′机车=n·g·m(sinα+f1cosα)+L0·PSB·g(sinα+f2cosα)=17902.5N＜45000N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-1.6×1.2-24型单滚筒矿用提升绞车，电动机功率132kW，最大静力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=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)d×10-3n′—最少摩擦圈数，n′3；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；ε—钢丝绳之间的间隙，mm，取ε=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D≥idD--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。D≥id＝60×20=1200mm矿井主斜井提升绞车天轮选用TD12-20型游动天轮。9、电动机的估算功率式中N—电机功率；KB—电动机的备用系数，1.15；Fm—作用与绞车上的最大静力，32366.3N；—绞车提升速度，2.5m/s；—减速传动效率，0.85；10、电动机的估算转速=716.6r/min式中i—减速器的传动比，24；D—滚筒直径，1.6m；根据N、n与矿井电压等级380V查电动机规格表选用提升电动机为YBP2-355S-8型隔爆变频电动机，（132kW，380V，740r/min，10.19kg/m2，转矩比2.2，94.211、确定提升绞车的实际最大提升速度=2.58m/s式中：—已选出电动机的额定转速，740r/min。12、过卷距离计算Lg=[1+0.5×Vmax+]×1.5=[1+0.5×2.58+]×1.5=6.87m过卷距离取10m。13、提升系统总变位质量∑M=22075.16kg14、提升系统循环时间Tg=550（s）15、提升等效力Fdx=28804.98N16、电机等效功率17、电动机过载系数：λ’=Fmv/（1000ηcηdN）=44205.74×2.58/（1000×0.85×0.942×132）=1.08＜2.2×0.85=1.87绞车电机配置YBP2-355S-8型隔爆变频电动机。所配置的电动机是合适的，符合要求。18、作业时间每次提升：矸石车2辆/次或煤车4辆/次。提升容器：1t固定式矿车，自重595kg，实际载重1000kg；最大班作业提升时间平衡表见表3-表3-顺序提升项目每班提升量每次提升量每班提升次数一次提升所用时间s每班作业时间s备注1煤车90423550123862矸石91.8555027523坑木、支架2车1车255011014沙石、水泥4车2车255011015钢轨、枕木2车1车255011016机车4车1车45502202总作业时间20644s＝5.73h最大班作业时间为5.73h＜8.0h，符合。考虑每次分别提升煤车4辆或矸石车2辆。19、绞车最大提升能力20、提升系统图与力图提升系统图见图3-3-1、力图见图3-3-2。图3-3-1初加速开始F01＝15540.69N初加速终了F′01=15526.19N等速开始时F02＝8918.14N等速终了F′02=8657.16N加速开始F1=44205.74N加速终了F′1＝44156.53N等速开始F2＝33118.95N等速终了F′2＝28771.93N主减速开始F3＝17734.35N主减速终了F′3＝17734.35N等速开始F4＝4581.64N等速终了F′4＝4478.75N末减速开始F5=-2143.80N提升终了F′5=-2149.85N图3-3-221、提升设备电耗（1）提升一次电耗W＝2.24×107J/次（2）吨煤电耗W1＝W/nm1=5.59×106J/t（3）年提升电耗W年＝W1An＝5.04×1011J/a（4）一次提升有益电耗Wy=nm1gLsinβ＝8.47×106J/次（5）提升设备效率：η=Wy/W=37%（三）提升安全1、提升系统选用FJP-B型常闭式斜井防跑车装置，设置阻车器、挡车拦与声光信号系统，用以防止事故的发生。并按规定设置提升警示信号灯与躲避硐室。2、人员乘架空乘人装置从副斜井到达各工作地点，主斜井严禁行人，在主斜井上、下车场设置严禁行人警示牌和警示灯。3、主斜井绞车提升钢丝绳，提升最重件时的安全系数为7.2，大于《煤矿安全规程》规定值6.5，符合要求。4、严禁有超载、超挂、蹬钩、扒车现象，以防止提升安全事故的发生或电机过负荷运行带来的损坏和事故；经常检查提升各个环节，发现问题与时处理，做到与时消除安全隐患。5、斜巷提升安全保护系统必须符合《煤矿安全规程》规定。6、在主斜井中设置FJP-B型斜井防跑车装置3组。表3-3-2JTP－1.6×1.2-24型提升机技术参数卷筒最大静力kN钢绳直径（mm）绳速（m/s）最大容绳量（m）减速比电动机直径（mm）宽度（mm）功率（KW）转速（r/min）1600120045202.588024132740（四）架空乘人装置修改原设计副斜井斜长494m，因副斜井上、下标高均变化，斜长变为524m，且矿方现已购买1台RJY30-35/600型架空乘人装置，考虑利用现有设备，效核计算如下：在副斜井+374m标高安设架空行人装置驱动设备。担负矿井运送人员任务。1、设计依据1）垂深：+374m～+161m2）倾角：24°，斜长：524m；3）提升方式：斜井架空乘人装置；4）托绳轮间距8m，每个吊坐自重15kg，每人按95kg计算。5）最大班运输人数：69人。2、设计选型（1）吊座间距架空人车运行速度1.0m/s。根据计算，吊座间距取21m，架空乘人器每边设置吊座25个。（2）钢丝绳选择计算钢丝绳每米质量Pk按下式计算：=1.19（kg/m）根据Pk计算值，查钢丝绳规格表提升钢绳选用6×7-20-1570-I-光-右交GB8918-2006，d=20mm；PSB=1.47kg/m；Qd=（3）运行阻力和电机功率计算架空人车驱动装置在副斜井上部，按以下方法计算：1）上运侧运行阻力：重载时：=1200.58（kg）空载时：=437.16（kg）2）下运侧运行阻力：重载时：=-1053.76（kg）空载时：=-383.7（kg）3）设备牵引力和电机功率计算：一般说来，当上运侧重载，下运侧空载时，设备牵引力最大，设备总牵引力W按下式近似计算：=1.1×（1200.58+（-383.7））=898.56（kg）（4）电动机功率为：=11.92（kW）（5）绳轮直径D=60d=60×20=1200（㎜）经计算，根据矿井实际情况，选用RJY型斜井架空乘人装置1台，驱动轮直径为1.2m，电机功率30kW，运行速度1m（6）钢丝绳力最小点力计算：Fmin==1000×1.47×9.8=14406（N）各点力计算，因上运行侧重载，下运行侧空载时，设备总牵引力最大，所以此处力按上运侧重载，下运侧空载进行计算：F3＝Fmin=14406(N)F4＝1.01F3=14550.06(N)F1＝F4+×9.8＝14550.06+1200.58×9.8＝26315.70（N）F2＝F3－×9.8＝14406－（－383.7×9.8）=18122.67（N）（7）拉紧装置拉力F5=F3+F4=14406+14550.06=28956.06(N)拉紧装置行程拉紧装置为重锤式，拉紧装置行程取4.0m。（8）钢丝绳安全系数校验m=Qd/F1=207000÷26315.70=7.9＞6，符合《煤矿安全规程》要求。（9）校核人员运输时间3、架空人车运输能力计算（1）单侧最大小时运输能力Q：=146（人/h）（2）人员运输时间计算：运输一定数量人员所用的时间T，系指从第一人上车至最后一人下车的一段时间，用下式计算：=35min＜60min符合《煤炭工业小型矿井设计规》要求。根据以上计算，设计在副斜井安装RJY30-35/600型煤矿用固定抱索器架空乘人装置运送人员，该装置额定功率30kW，最大安设角度35°，最大安设长度600电气控制用PLC可编程序自动化控制系统，制动装置为BYW21型矿用隔爆型电力液压制动器。（五）压缩空气设备修改矿井原设计地面安设2台SA-75W型螺杆式空气压缩机在地面压风机房向井下供风。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。一台工作，一台备用。因安监总煤装[2011]33号文件和安监总煤装[2011]15号文件要求，重新对压缩空气设备选型。计算如下：矿井为低瓦斯矿井，按照安监总煤装[2011]33号文件和安监总煤装[2011]15号文件要求，矿井必须建立压风系统，空压机房设置在地面。矿井采、掘工作面与其它巷道用风点供风。根据井下发生安全事故时，避难硐室人数最多需要风量和矿井使用风动工具时所需要风量进行设计和设备选型。压缩空气用无缝钢管输送，满足井下生产需要。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YT-23型凿岩机；1台MQT-130/2.9型气动锚杆钻机。3、避难硐室最多人数：69人；4、投产时期，输送距离最远的管路距离：2.2km5、矿井机房处标高+374m6、该矿在采煤工作面与掘进工作面附近均设置6个ZY-J型压风自救急救袋组成一组的自救系统。二）设备选择1、确定矿井空压机站必须的排气量该矿井下风动设备技术特征与耗气量，见表3-表3-名称风动工具型号最大班同时使用台数耗风量（m3/min）使用地点凿岩机YT-23(7655)23.6掘进气动锚杆钻机MQT-130/2.912.6掘进该矿井压风自救系统供风，标准按每人0.3表3-名称每人需风量人数最多的工作面耗风量（m3/min）使用地点ZY-J型压风自救系统0.369人×1.2=83人24.9避难硐室ZY-J型压风自救系统0.320人6井下所有巷道根据上表统计，压风自救系统的耗风量大于风动机具耗风量，故以风动机具耗风量作为计算依据。矿井地面空压机站必须的排气量：=1.2×1.1×1×83×0.3×1.0=32.87（m3/min）式中—沿管路全长的漏风系数，最远送风距离为2.2km，取1.2；—机械磨损使压气消耗量增加的系数，其他风动机械，取1.1；—海拔高度修正系数，井口标高为+374m，取1；ni—同时使用人数，83人；pi—每台的耗风量，0.3—同型号风动工具的同时使用系数，取1.0。2、估算空压机必须的出口压力++0.981)×105，N/m2=（5+1.1+0.981）×105=7.081×105（N/m2）式中—空压机的出口压力，N/m2；—风动工具的工作压力，5×105N/m2；—压气管路中，最远一趟管路的压力损失之和，可按每公里管路损失（0.3～0.6）×105N/m2进行估算，若每千米取0.5×105N/m2，则压力损失：=0.5×105×2.2=1.1×105（N/m2）；0.981×105—考虑到橡胶软管、旧管和上下山的影响而增加的压力值，N/m2。3、确定空压机的型号和台数根据计算所得的、值，查表选用3台SA-120A型螺杆式空气压缩机在地面压风机房向井下供风。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。4、压风机站主要附属设备：压风机房设5t手动单梁起重机一台，供检修设备之用。5、压风管路的直径计算与选择：投产时期，矿井由副斜井入井至+160m运输大巷为主管，其余为分管路。井下输气管路均采用无缝钢管。（1）主管路选择：计算径：==129.6（mm）主干管道选取φ140×5mm，管路连接除设备、法兰等处外均采用管接头。（2）分管路选择：分管路的计算、选用管子规格，通过的压气量，见表3-5-3。管路名称管路实际长度（m）通过的压气量（m3/min）计算管径（mm）选用管子规格（外径×壁厚）（mm）压力损失（105N/m2）至采煤工作面管路580648.99Ф57×30.51至掘进工作面管路5807.253.66Ф63.5×30.396、最后确定空压机的出口压力投产时期，因矿井采煤工作面的压力损失最大，故以此作为依据。计算如下：1）计算压力损失主管径以副斜井入井至+160m运输大巷的长度作为计算依据，主管子的压力损失为：=0.343×105N/m2式中—主管路的计算长度（包括局部损失的当量长度15%在），=1.15=1.15×1100=1265m；—主管路的实际长度，取1100m；—主管路的标准管径，0.13m；—通过主管路的压气量，42m3/min。2）最后确定空压机的出口压力空压机的最大压力损失：==（0.343+0.51）×105=0.853×105N/m2则空压机的出口压力：P=Pg++0.981×105，N/m2=（5+0.853+0.981）×105=6.834×105N/m2故所选用的SA-120A型螺杆式空气压缩机的出口压力为8.5×105N/m2满足要求。矿井地面空压机初步确定为SA-120A型，因避难硐室必须有资质的单位做专项设计，故以最终的专项设计避难硐室人数为准，矿方可修改合理的空压机。（六）排水设备修改矿井原设计+170m水泵房安设3台MD25-30×9型主排水泵。该水泵电机功率为45kW，，额定流量为25m3/h，额定扬程为因该矿+490m水泵房现已购买3台MD46-30×9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一、+160m水平主排水设备根据储量资源核实报告和矿井实测涌水量资料计算，预计矿井正常涌水量17.3m3/h，最大涌水量37.5m+160m标高水泵房：排水巷出口标高+374m，水泵房标高+161m，排水高度为213m。1、工作水泵必须的排水能力（1）正常涌水时,投入工作的水泵的排水能力，能在20小时排完24小时的正常涌水量，即：QBqz=×17.3=20.76m3/h式中qz—正常涌水量，m3/h；QB—工作水泵必须的排水能力，m3/h。（2）最大涌水时，工作水泵与备用水泵的总能力，能在20小时排完24小时的最大涌水量，即：QBmaxqmax=×37.5=45m3/h式中qmax—最大涌水量，m3/h；Bmax—工作与备用水泵必须的排水总能力，m3/h。2、管道选择与管径计算排水管径按下式计算：dp=式中dp—排水管径，m；Q—通过管子的流量，46m3vp—流速，1.5m/s。将各参数值代入上式计算排水管径：dp==0.104m自（GB8162-87、GB8163-87）查得外径Dp=114mm的无缝管，取壁厚4mm试算，此时dp=114－2×4=106mm，所需壁厚为：=0.5dp()+0.15=0.5×10.6×()+0.15=0.29cm式中—必须的管壁厚度，cm；dp—标准管径，10.6cm；z—许用应力，取80MPa；Hp—排水高度，213m。经计算所选4mm壁厚大于所需壁厚=2.9mm符合要求。确定选用Φ114×4mm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（GB8162-87、GB8163-87）Φ140×4.5mm的热轧无缝钢管。3、必须的扬程（1）排水管路和吸水管路沿程水头损失为：根据公式：H损=1）排水管路的沿程水头损失为：H排损===20.88m式中—排水管路阻力系数，取0.038；—井巷排水管长度，=524+20=544m；vp—排水管中水流的实际速度，取1.45m/s；—排水管径，0.106m。2）吸水管路的沿程水头损失为：H吸损===0.06m式中—吸水管路阻力系数，取0.0352；L管—吸水管长度，取5m；—吸水管径，0.131m。Vx—吸水管中水流的实际速度，取0.82m/s；（2）其他配件的局部沿程水头损失为：排水配件包括：1个底阀、3个900的弯头、2个闸板阀、1个逆止阀、1个转弯流三通、2个直流三通和2个25°的弯头。H局损==（7.6+3×0.294+2×0.26+1×1.7+1×1.5+2×0.7+2×0.294×）×=0.63m（3）总的扬程损失为：H总损=1.7×（H排损+H吸损+H局损）=1.7×（20.88+0.06+0.63）=36.68m（4）水泵必须产生的扬程：H必=H排+H吸+H总损=213+5+36.68=254.68m式中H必—水泵必须产生的扬程；H排—排水高度，取水泵房地板到井口垂高，取213m；H吸—吸水高度,取5m；4、预选水泵型式根据计算出QB、QBmax、HB值，选用MD46-30×9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水泵的级数：=254.68/30=8.5取9级式中—所选水泵的单级平均扬程，30m。5、校验水泵稳定性故；218≤0.9×297=267.3式中—实际扬程，=213+5=218m—初始扬程，=297m式中所选水泵的稳定性满足要求6、验算排水能力（1）管路局部阻力系数1）吸水管路的局部阻力系数为：吸水管路设置有：1个底阀、1个900的弯头。Σξx=1×7.6+1×0.294=7.8942）排水管路的局部阻力系数为：排水管路设置有：2个900的弯头、2个闸板阀、1个逆止阀、1个转弯流三通、2个直流三通和2个25°的弯头。Σξp=2×0.294+2×0.26+1×1.7+1×1.5+2×0.7+2×0.294×=5.87（2）管路阻力损失系数式中R—管路阻力损失系数；λx、λp—吸、排水管的沿程阻力损失系数；dx、d—选定的吸、排水管径，m；lp—排水管实际长度，m；l1—水流经泵房排水管的长度，取l1=20m；l2—管子道中的管子长度，取l2＝20m；l3—井口出水管长度，取l3=15m；lx—吸水管的总长度，取lx＝8m；Σξx、Σξp—吸、排水管路的局部阻力系数之和。＝143454.8s2/m5＝0.0111h2/m5（3）计算管路特性根据计算，新管特性和挂垢后的管路特性方程分别为：H1＝Hc+RQ2=213＋0.0111Q2H2＝Hc+KRQ2=213＋0.0188Q2式中Hc—测地高度，213m；k—管径变化而引起阻力损失变化的系数，新管K＝1，管挂垢后取K＝1.7；R—管路阻力损失系数，R=0.0111h2/m5；Q2—通过管路的流量，m3/h。（4）水泵工况点根据水泵流量围，选取流量值，计算出排水所需扬程如下表：表3-6-1水泵排水扬程计算表流量m3/h020406080100新213217.43230.71252.85283.84323.69旧213220.53243.11280.74333.43401.17参照水泵的流量围，选取流量值，利用得到的数据绘制管路特性曲线，如下图3-6-1。图3-6-1水泵特性曲线图（5）确定工况1）在水泵工作初期，工况点为单台泵与一条管路特性的交点。如图3-6-1所示，图中的M1点即所求。该点工况参数为QM1=47m3/h，HM1=252m，N1＝46kW，ηM1在水管挂垢后，水泵运行工况点为单台泵与一条管路特性的交点。如图3-6-1所示，图中的M2点即所求。该点工况参数为QM2=46m3/h，HM2=261m，N2＝44kW，ηM2（6）吸水高度的计算＝＝0.95m/s==0.46m＝6.29m取Hx＝5m，符合要求。（7）经济性校核M1、M2均位于工业利用区的合理使用围，符合经济性要求。7、水泵台数总共设置3台同型号水泵，1台工作，1台备用，1台检修。二）管道布置沿副斜井敷设两趟管道，一趟工作，一趟备用。三）验算排水能力1、正常涌水量时，水泵每天工作小时数：初期：TH1=24q/(n1QM1)=24×17.3/(1×47)＝8.8h＜20h管子挂垢后：TH2＝24q/(n1Qm2)=24×17.3/(1×46)＝9.0<20h2、最大涌水量时，水泵每天工作小时数：初期：Tmax1＝24qmax/[(n1+n2)Qm1]=24×37.5/[(1+1)×47]=9.6h<20h管子挂垢后：Tmax2＝24qmax/[(n1+n2)Qm2]=24×37.5/[(1+1)×46]=9.8h<20h(1)正常涌水量时，水泵每天工作小时数经验算，矿井+160m水泵房正常涌水时期1台水泵工作；最大涌水时期2台泵工作。无论水平初期与管子挂垢后的正常涌水期和最大涌水期，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。2、验算电机容量根据工况参数计算电机必须的容量为：式中Nd—电动机必须的容量，kW；—功率，47kW；—功率，46kW；k—富裕系数，1.1。初期：=52.9kW管子挂垢后：=50.6kW经计算，Nd=52.9kW＜55kW，符合要求。根据上述QB、QBmax、HB值，矿井+160m水泵房排水设备选用MD46-30×9型主排水泵。电压等级660V查电动机规格表选用提升电动机为YB2-250M-2型隔爆电动机，（55kW，660V，2970r/min，1.55kg/m2，转矩比2.3，93.0%），额定流量为46m3/h，额定扬程为四）矿井+160m水泵房与水仓：1、+160m水泵房矿井在副斜井下部候车点附近设置水泵房，水泵房采用半圆拱断面设计，混凝土砌碹支护；+160m水泵房按3台水泵设计，并预留一台水泵的安装位置。1）水泵房长L=NzLj+A（Nz+1）=3×2.5+2×（4+1）=17.5m式中L—泵房长度；Nz—水泵总台数；Lj—水泵基础长度，m；A—水泵基础之间的距离，一般取2m；2）泵房宽度B=bj+b1+b2=1.2+2.2+1=4.4m式中B—泵房宽度；bj—水泵基础宽度；b1—水泵基础边到轨道一侧硐室壁的距离，一般取2.2m；b2—水泵基础另一边到吸水井一侧硐室壁的距离，一般取1m。3）水泵房高度，取3.5m.水泵房底板高出井底车场轨面0.5m，变电所与水泵房之间设置防火密闭门。水泵机组布置在平行壁面的轴线上，距碹墙2.5m，各水泵进水管分别插入各自的进水井，排水管经串接的控制闸阀和逆止阀后连通转弯流三通和连络管后，分别与两条排水管接通，在水泵房设置3m×4m煤泥储存装置。水泵房设置三个出口，一个出口用斜巷通到副斜井，并高出泵房底板7m以上；另两个出口通到副斜井下部候车点，后两出口的通路，设置易于关闭的既能防水又能防火的密闭门。2、矿井+160m水仓矿井在副斜井下部候车点附近设主、副水仓，其中水仓长度70m，半圆拱断面，砌碹支护，净宽2.4m，净高2.6m，净断面积5.14m2，有效容量系数取0.5，有效容量350m主要水仓的有效容量能容纳8h的正常涌水量。为利于泥砂沉淀和清理，安设一台清理水仓的小绞车，在进水巷设一组沉淀池，可以交替清理池泥砂。主水仓和副水仓，当一个水仓清理时，另一个水仓能正常使用。（七）供电系统修改一）电力负荷根据矿井投产时期机电设备布置与使用情况统计详见表3-7-1。设备总台数65台(其中井下：52台)设备工作台数43台(其中井下：34台)设备总容量1597.8/825.8kW设备工作容量1139.2/607.2kW有功负荷757.49/387.79kW无功负荷727.95/388.23kvar视在功率1026.19/551.07kVA功率因数0.72补偿用电容器容量500kvar补偿后功率因数0.96年耗电量:365.9×104kW·h吨煤耗电量:40.65kW·h表3-7-1电力负荷统计表（投产时期）序号负荷名称电压V电机容量kW总台数工作台数设备容量需用系数Cosф计算容量变压器总容量

kW工作容量kW有功功率kW无功功率Kvar视在功率kVA一井下负荷(一)中央变电所1煤电钻1271.542630.600.701.81.842.572刮板输送机660222244440.500.6022.0029.3336.673回柱绞车6607.52215150.500.707.507.6510.714乳化液泵站6605521110550.600.7033.0033.6747.145探水钻66046324120.400.604.806.408.006泥浆泵6602.26313.26.60.400.602.643.524.407耙斗装载机660173351510.400.6020.4027.2034.008湿式喷射机660421840.600.702.402.453.439局部通风机660116366330.80.826.4019.8033.0010170m主排水泵66055321651100.600.7066.0067.3394.2911调度绞车66011.44445.645.60.750.7034.2034.8948.8612胶带输送机66044441761760.700.70123.20125.69176.0013移动抽放泵660172134170.800.8013.6010.2017.0014照明127220.900.901.800.872.00小计660/127/4631759.8574.20.630.70359.74370.84518.072×630(二)中央变电所(局部通风机)1局部通风机660116366330.850.8528.0517.3833.00小计660/6366330.850.8528.0517.38332×50井下合计660/127/5234825.8607.20.640.71387.79388.23551.07二地面1主要通风机380110212201100.850.8593.557.95110.002地面空压机380110323302200.700.70154157.11220.003机修和坑木380102120100.700.7077.1410.004电工车间380101110100.70.8574.348.245办公楼380101110100.700.7077.1410.006架空行人装置660301130300.500.6015.0020.0025.007提升绞车660132111321320.600.7079.2080.80113.148其它380/220102120100.700.807.05.258.75小计380/220/1397725320.690.74369.7339.73505.132×630地面合计380/220/1397725320.690.74369.7339.73505.13