提升、通风、排水和压缩空气设备-课件

PAGEPAGE258第七章提升、通风、排水和压缩空气设备第一节提升设备一、概述本矿井设计生产能力为3.0Mt/a。工业场地内设有主井、副井和中央回风井3个井筒。井口标高+27.5m，矿井设一个水平，采用上、下山开采。井底车场水平标高-735.0m。工作制度为年工作日330天，每天净提升时间18小时。主井担负原煤提升任务，并且通过分时运输担负矸石（0.26Mt/a）提升任务。副井担负全矿人员、材料、设备、液压支架等升降的作业任务及零星矸石提升任务。主、副井均采用刚性罐道导向。原设计主井井筒直径6.2m，装备1套32t双箕斗，建设方已经按此方案订货，设备为德国SIEMAG公司产Φ4.8×4落地式多绳摩擦轮提升机1台，配套西门子公司交－交变频同步电机（53.7r/min、4700kW）。提升速度13.5m/s原设计副井井筒直径7.0m，装备1套1.5t双层四车宽、窄罐笼，建设方已经按此方案订货，设备为JKMD-4.5×4(Ⅲ)落地式多绳摩擦轮提升机1台，配套低速直流电机（46.7r/min、2100kW）。提升速度112009年发生突水事故后，井筒需要套壁，主井井筒直径由6.2m缩小到5.0m。副井井筒直径由7.0m缩小到6.0m。二、主井提升设备（一）主井提升方案针对井筒直径缩小到5.0m以及提升设备已经采购这一情况，设计考虑了两个方案作比较。方案Ⅰ：采用一套32t非标箕斗（过卷距离11.25m，过放距离10.5m，均可满足安全要求），井下定重装载，井口曲轨卸载。提升设备采用已订货的德国SIEMAG产Φ4.8×4落地式多绳摩擦轮提升机1台，配套西门子交－交变频同步电机（53.7r/min、4700kW）。提升速度13.5m/s。方案Ⅱ：采用一套25t标准箕斗，井下定重装载，井口曲轨卸载。提升设备采用已订货的德国SIEMAG公司产Φ4.8×4落地式多绳摩擦轮提升机1台，配套西门子公司交－交变频同步电机（53.7r/min、4700kW）。提升速度13.5m/s。两个方案的经济技术比较见表7-1两个方案的投资接近，方案Ⅰ采用非标箕斗，与已经采购的设备相匹配，提升能力大，为矿井分时运输和稳产高产提供有力保证；且淮南矿区的顾桥、刘庄主井的大吨位非标箕斗应用十分成功。综合以上分析，设计推荐方案Ⅰ。（二）推荐提升方案校验计算1．计算依据矿井设计能力3.0Mt/a；矿井矸石量0.26Mt/a（后期最大）；井口标高+27.5m；井底标高-735m；装载口标高-716.5m；卸载口标高+17.0m（相对于主井井口）；提升高度Ht773.45m；钢丝绳悬垂高度HC840.3m；箕斗载重mz32t；最大提升速度vmax13.5m/s；装卸载方式同侧装卸载；工作制度330d，18h（日提煤17h，提矸1h）；主井提升方案比较表表7方案=1\*ROMANI=2\*ROMANII提升容器1套32t非标箕斗1套25t标准箕斗井筒直径(m)5.05.0提升高度(m)773.65770提升速度(m/s)13.513.5提型号Φ4.8×4Φ4.8×4最大静张力(kN)12001200最大静张力差（kN）340340电动机型号同步电动机同步电动机功率(kW)47004700转速(r/min)53.753.7电控设备交－交变频设备交－交变频设备辅助设备车房设1台32t电动双梁起重机车房设1台32t电动双梁起重机提升量（Mt/a)5.024.09(%)67.3%36.3%1717提升量（Mt/a)0.320.2611投资(万元)设备、安装6979.26871.3土建995.7995.7矿建35959.135959.1合计4393443826.1年运行费(万元)电费695.3564.5维修、折旧462.5459.3合计1157.81023.82．钢丝绳安全系数校验提升钢丝绳技术参数见表7-1-2。提升尾绳技术参数见表7-1-3。安全系数校验见表7-1-4。所选钢丝绳满足《煤矿安全规程》要求。主井提升主钢丝绳参数表表7-1-2序号名称单位数据1主钢丝绳型号圆股6×36WS+FC2主钢丝绳根数n143钢丝绳直径d1mm524公称抗拉强度σB1MPa18605最小钢丝破断拉力总和Qd1kN20356单位长度质量Pk1kg/m10.387最粗钢丝直径δmaxmm3.2备注钢丝绳随提升设备配套进口。主井提升尾绳参数表表7-1-3序号名称单位数据1尾绳型号扁绳P8×4×192尾绳尺寸mm206×333尾绳根数n2根24公称抗拉强度σB2MPa13705最小钢丝破断拉力总和Qd2kN28806单位长度质量Pk2kg/m20.76主井提升钢丝绳安全系数校验表表7-1-4项目数据钢丝绳实际安全系数7.014“规程”要求钢丝绳安全系数6.792结论满足要求3．提升设备选型校验主提升机技术参数见表7-1-5。主井提升机校验见表7-1-6。主井提升系统图见图7-1-1。主井提升机主要技术参数表表7-1-5序号名称单位数据1提升机摩擦轮直径DNmm48002主提升钢丝绳根数n143绳间距mm3504天轮直径Dtmm48005允许最大静张力FjkN12006允许最大静张力差FckN3407衬垫摩擦系数μ≥0.258提升机变位质量Gjt32.19天轮变位质量QDt14.6×24．提升主电动机选型主电动机参数见表7-1-7。5．提升系统运动学计算提升系统运动学见表7-1-8。主井提升系统图见图7-1-1。PAGEPAGE262主井提升机校验表表7-1-6提升容器1套32t双箕斗多绳摩擦轮提升机型号Φ4.8×4摩擦轮直径(mm)4800≥52904800≥3.21200天轮直径(mm)4800≥52904800≥3.21200最大静张力(kN)1200最大静张力差(kN)340提升机实际最大静张力(kN)1160.5≤1200提升机实际最大静张力差(kN)313.6≤340摩擦衬垫比压(MPa)1.95≤2结论满足要求主井主电动机参数表表7-1-7序号名称单位数值1额定功率PNkW47002额定电压V14003额定电流A2×10284额定转速nNr/min53.75转动惯量t·m2296过载能力λ2（60s）6．提升系统动力学计算系统变位质量见表7-1-9。上提重物时动力学计算见表7-1-10。主井提升速度图力图见图7-1-2。主井提升运动学计算表表7-1-8运动阶段单位数值加速段变加速加速变化率m/s30.5末速度m/s0.56时间s1.5行程m0.28等加速加速度m/s20.75末速度m/s12.94时间s16.5行程m111.38变加速加速变化率m/s3-0.5时间s1.5行程m19.97等速段速度m/s13.5时间s35.32行程m476.80减速段变减速减速变化率m/s30.5末速度m/s12.94时间s1.5行程m19.97等减速加速度m/s2-0.75末速度m/s0.86时间s16.1行程m111.09变减速减速变化率m/s3-0.5时间s1.5行程m0.73爬行段等速段速度m/s0.3时间s16.67行程m5变减速减速变化率m/s30.5末速度m/s0.15时间s0.77行程m0.19变减速减速变化率m/s3-0.5末速度m/s0时间s0.77行程m0.038一次提升纯运行时间s92.13休止时间s25一次提升循环时间s117.13主井提升系统变位重量表表7-1-9内容单位数值箕斗t52.5×2=105载重t32提升机t32.1天轮t14.6×2=29.2电动机t5.0钢丝绳t74.1变位质量和t277.4主井提升各阶段力的计算表7-1-10运动阶段单位计算公式数值静张力差kNFc=Q313.6加速段变加速开始kNF1=KQ360.6等加速kNF1’=KQ+∑Ma568.65等速段等速开始kNF2=KQ360.6等速终了kNF2’=K360.6减速段变减速开始kNF3=KQ360.6等减速kNF3’=KQ-∑Ma152.55爬行段等速开始kNF4=KQ360.6等速终了kNF4’=K360.6变减速终了kNF5=KQ-∑Ma3253.8注：K=1.15a1=0.75主井提升速度图力图见图7-1-2。PAGEPAGE2727．提升主电动机校验提升主电动机校验见表7-1-11。电动机校验表表7-1-11内容数据电机参数额定功率(kW)4700额定转速（rpm）53.7额定力(kN)341.2允许短时过载倍数2（60S）等效时间(s)117.13f2·t13531614等效力(kN)339.89提升速度(m/s)13.5等效功率(kW)4588.5≤4700实际短时过载倍数1.666（19.5s）≤2结论：满足要求。8．提升系统防滑校验根据《煤矿安全规程》规定，提升重物时紧急制动减速度as不得超过5m/s2，下放重物时紧急制动减速度ax不得小于1.5m/s2闸控采用SIEMAG进口设备，包括液压站、制动器及配套的电控柜。闸控系统具有恒减速制动和恒力矩制动的双重功能。若恒减速失效，能自动转入恒力矩二级制动状态。恒减速液压站在安全制动过程中制动力矩是自动调节的，在不同工况（提升、下放、空运行）下，制动力矩不同，但可保证安全制动减速度基本相同。同时，设计给出恒力矩控制时的防滑计算结果。主井提升系统防滑计算见表7-1-12。主井防滑校验表7-1-12摩擦系数0.25eμa2.22056围包角182°36′18″静力矩（kN·m）753一级制动力矩（kN·m）1800二级制动力矩（kN·m）2400安全制动下放重载《规程》要求减速度（m/s2）≥1.500安全制动减速度（m/s2）1.584极限减速度（m/s2）2.004提升重载《规程》要求减速度（m/s2）≤5.000安全制动减速度（m/s2）3.869极限减速度（m/s2）4.375空载安全制动减速度（m/s2）3.082极限减速度（m/s2）3.175结论：满足要求。9．校验结论经过上述校核计算，满足要求。10．附属设备车房内设32/5t电动桥式起重机1台。（三）主井提升电气设备及控制主井采用同步电机拖动，电控采用晶闸管交-交变频装置，采用电枢换向，纯12脉动全数字控制。电控系统对提升机的行程、速度、定子电流及转子电流等有关参数进行闭环调节；对安全回路、辅机等有关设施和环节采用PLC控制，并对提升过程中的各类故障进行报警、分析、记录和趋势预测等。该电控系统应预留与矿井调度中心联网的以太网通讯接口，在矿调度中心相应工作站上进行集中监控，互送有关生产、管理信息。可实现无人值守。另外，在井下装载站、井口卸载站设置装载控制系统、卸载控制系统和提升信号控制系统，装载站控制系统与卸载站控制系统相对独立，对装卸载及配套设施进行控制，并发送提升信号。主井提升机房自设一座10kV变电所，其两路10kV电源引自地面110kV变电所10kV侧不同母线段。主井提升机房10kV变电所设8台高压柜，2台500kVA10/0.38kV动力变压器，2台定子变压器，1台励磁变压器，2台低压柜。三、副井提升设备（一）设计依据1．副井井口标高：+27.5m；井底车场水平标高：-735m；2．井筒垂深：762.5m；3．工作制度：330d/a、18h/d，井下四六制；4．井筒直径：6m；5．最大班提升量：（按“四六制”计）下井人数：后期最多时410人/班矸石：副井提升零星矸石，基本由主井分时运输砂石水泥：60t/班锚杆：350根/班U型钢等：12t/班坑木：7.5m3设备：12车/班保健车：2车/班金属网：8车/班其它：16车/班雷管炸药：4车/班6．提升容器：1套1.5t矿车三层四车宽罐带平衡锤（平衡锤兼作单层交通罐），宽罐乘138人，交通罐乘4人。宽罐笼自重（包括悬挂装置等）为25.5t。平衡锤正常自重33t，运输大件时配重至39t；7．最大件重：含平板28t；（详见第八章液压支架下放的内容）8．作业方式：宽罐提大件（28t）时，平衡锤配重至39t；正常提矸下料时，平衡锤配重33t；9．服务年限：与矿井服务年限相同。（二）副井提升方案针对副井井筒直径缩小以及提升设备已经采购这一情况，考虑2个方案作比较。方案Ⅰ：装备一套1.5t矿车三层四车宽罐带平衡锤（宽罐上层可以乘46人，平衡锤兼作交通罐可以乘4人），提升设备采用已订货的JKMD-4.5×4(Ⅲ)落地式多绳摩擦轮提升机1台，配套低速直流电机（46.7r/min、2100kW）。提升速度11m/s方案Ⅱ：装备一套1.5t矿车双层四车宽罐带平衡锤，提升设备采用已订货的JKMD-4.5×4(Ⅲ)落地式多绳摩擦轮提升机1台，配套低速直流电机（46.7r/min、2100kW）。提升速度11m2个提升方案比较见表7-1-13。两个方案的投资相当。由于本次修改初设中的大件重量由32t减轻为28t，方案Ⅰ有条件将宽罐做成3层罐笼，另外将平衡锤做成交通罐。这样增加了副井运输人员的能力，且可以解决零星人员运输问题，避免了罐笼为运输人员单独运行，节省了电能。综上，设计推荐方案Ⅰ。副井提升系统图见图7-1-3。（三）推荐方案的计算和校验1．钢丝绳选型计算及安全系数校验副井提升方案比较表表7-1-13比较项目方案Ⅰ方案Ⅱ井筒直径（m）6提升高度（m）762.5提升容器1套1.5t矿车三层四车宽罐带平衡锤（平衡锤兼作交通罐）1套1.5t矿车双层四车宽罐带平衡锤多绳摩擦提升机JKMD-4.5×4（Ⅲ）JKMD-4.5×4（Ⅲ）Fj=960kN、Fc=180kNFj=960kN、Fc=180kN悬臂直联电动机2100kW、46.7rpm、800V2100kW、46.7rpm、800V最大提升速度（m/s）1111主钢丝绳型号规格6V×37S+FC型6V×37S+FC型50mm、1570MPa、10.6kg/m50mm、1570MPa、10.6kg/m尾绳型号规格扁绳P8×4×19-206×33扁绳P8×4×19-206×33电控设备晶闸管直流电控晶闸管直流电控起重设备60/10t电动桥式起重机1台60/10t电动桥式起重机1台工人下井时间（min）22.9729.87最大班净作业时间（h）3.433.78投资（万元）设备及安装4014.53964.7土建798.9798.9矿建57828.057828.0合计62641.462591.6年运行费（万元）电费27.128.6维修折旧168.5165.3综合运费195.6193.9备注提升钢丝绳技术参数见表7-1-14。提升尾绳技术参数见表7-1-15。安全系数校验见表7-1-16。所选钢丝绳满足《煤矿安全规程》要求。副井提升系统图见图7-1-3。提升主钢丝绳参数表表7-1-14序号名称单位数值1主钢丝绳型号6V×37S+FC型2主钢丝绳根数n143钢丝绳直径d1mm504公称抗拉强度σB1MPa15705最小钢丝破断拉力总和Qd1kN17426单位长度质量Pk1kg/m10.67最粗钢丝直径δmaxmm3.2提升尾绳参数表表7-1-15序号名称单位数值1尾绳型号扁绳P8×4×192尾绳尺寸mm216×343尾绳根数n2根24公称抗拉强度σB2MPa13705最小钢丝破断拉力总和Qd2kN30006单位长度质量Pk2kg/m21.2备注：首、尾绳单位质量相等，为平衡提升系统。副井提升钢丝绳安全系数校验表表7-1-16项目数值钢丝绳实际安全系数提物/大件8.009混提/提人8.982“规程”要求钢丝绳安全系数提物7.784混提/提人8.784结论满足要求备注：混提是考虑下面两层装4车矸石，最上层乘46人这一最不利情况。2．提升设备选型检验提升机主要技术参数见表7-1-17。提升机校验见表7-1-18。提升机主要技术参数表表7-1-17序号名称单位数值1提升机滚筒直径DNmm45002提升机主提升绳根数n1根43提升机绳间距mm3504天轮直径Dtmm45005允许最大静张力FjkN9606允许最大静张力差FCkN1807衬垫摩擦系数μ≥0.258提升机变位质量Gjt309天轮变位质量QDt12×2副井提升机校验表表7-1-18项目数值多绳摩擦轮提升机型号JKMD-4.54（Ⅲ）摩擦轮直径(mm)4500≥50904500≥3.21200天轮直径(mm)4500≥50904500≥3.21200最大静张力(kN)960最大静张力差(kN)180提升机实际最大静张力(kN)870≤960提升机实际最大静张力差(kN)142≤180摩擦衬垫比压(MPa)1.776（大件）≤21.568（矸石）≤2结论满足要求3．提升主电动机选型主电机参数见表7-1-19。副井电动机参数表表7-1-19序号名称单位数值1额定功率kW21002额定电压V8003额定电流A30174额定转速nNr/min46.75转动惯量（GD2）/JKg·m2337606过载能力λ2.0（60s）4．提升系统运动学计算提升运动学计算见表7-1-20。提升速度图、力图见图7-1-4～7。5．最大班作业时间计算最大班作业时间平衡表见表7-1-21。6．提升系统动力学计算提升系统变位质量表，见表7-1-22。上提重物时动力学计算表，见表7-1-23。下放重物时动力学计算表，见表7-1-24。7．提升主电动机校验根据系统负载情况，按最不利的上提大件的运行方式进行校验。主电动机校验见表7-1-25。8．提升系统防滑验算根据《煤矿安全规程》规定，提升重物时紧急制动减速度as不得超过5m/s2，下放重物时紧急制动减速度ax不得小于1.5m/s2，紧急制动减速度不得超过钢丝绳滑动极限减速度。副井提升运动学计算表表7-1-20运动阶段单位数值加速段变加速加速变化率m/s30.5末速度m/s0.49时间s1.4行程m0.229等加速加速度m/s20.7末速度m/s10.51时间s14.32行程m78.79变加速加速变化率m/s3-0.5时间s1.4行程m15.17等速段速度m/s11时间s51.71行程m568.80减速段变减速减速变化率m/s30.5末速度m/s10.51时间s1.4行程m15.17等减速减速度m/s20.7末速度m/s0.79时间s13.89行程m78.46变减速减速变化率m/s3-0.5时间s1.4行程m0.65爬行段等速段速度m/s0.3时间s16.67行程m5变减速减速变化率m/s30.5末速度m/s0.15时间s0.77行程m0.193变减速减速变化率m/s3-0.5末速度m/s0时间s0.77行程m0.038一次提升纯运行时间s103.73休止时间θ升降人员s126提矸s88设备、材料s88一次提升循环时间升降人员s459.46提矸s383.46设备、材料s383.46PAGE280提升速度图、力图见图7-1-4。提升速度图、力图见图7-1-5。提升速度图、力图见图7-1-6。提升速度图、力图见图7-1-7。副井最大班作业时间平衡表表7-1-21提升系统变位质量表表7-1-22上提重物时动力学计算表表7-1-23下放重物时动力学计算表表7-1-24PAGEPAGE321电动机校验表表7-1-25内容数值电机参数额定功率(kW)2100额定转速（rpm）46.7额定力(kN)187.1允许短时过载倍数2（60S）等效时间(s)147.73f2·t3811017等效力(kN)160.6提升速度(m/s)11等效功率(kW)1802.8实际短时过载倍数1.765（15s）结论满足要求备注：按提升大件（最不利情况）计算。闸控系统采用进口ABB设备，包括液压站、制动器及配套的电控柜。闸控系统应具有恒减速制动和恒力矩制动的双重功能。若恒减速失效，能自动转入恒力矩二级制动状态。恒减速液压站在安全制动过程中制动力矩是自动调节的，在不同工况（提升、下放、空运行）下，制动力矩不同，但可保证安全制动减速度基本相同。同时，设计给出恒力矩控制时的防滑计算结果。副井提升系统各种运行状态下的滑动极限减速度与紧急制动减速度见表7-1-26。9．校验结论经过上述校核计算，满足要求。10．附属设备车房内设60/10t电动桥式起重机1台。副井提升系统防滑计算表7-1-26项目单位数值提升机型号JKMD-4.54（Ⅲ）型电动机型号ZD型主绳型号6V×37S+FC型尾绳型号P8×4×19-216×34型衬垫摩擦系数0.25围包角183°47′33″eμα2.2303制动力矩kNm1200防滑配重t0提升内容混提升降人员升降物料升降大件临时配重t0006系统运动变位质量t212.3204.5208.85228.15下放制动减速度m/s22.0202.4712.2151.714下放允许极限减速度m/s22.5252.8902.6822.445上提制动减速度m/s23.0042.7452.8922.961上提允许极限减速度m/s23.5593.1423.3913.737结论满足要求满足要求满足要求满足要求注：混提为上层乘46人，下层四车矸石。（四）副井提升电气设备及控制副井采用直流电机拖动，采用晶闸管直流供电，电枢换向，纯12脉动、全数字控制。电控系统对提升机的行程、速度、电枢电流及磁通等有关参数进行闭环调节和控制；对安全回路、辅机等有关设施和环节采用PLC控制并对提升过程中的各类故障进行报警、分析、记录和趋势预测等。该电控系统应预留与矿井调度中心联网的以太网通讯接口，在矿调度中心相应工作站上进行集中监控，互送有关生产、管理信息。可实现无人值守。另外，在井口、井底车场设置井口操车控制系统、井下操车控制系统控制系统和提升信号控制系统，分别发送、接收提升信号，也可对井上、下操车设备进行顺序控制。副井提升机房自设一座10kV变电所，其两路10kV电源由地面110kV变电所10kV母线不同段引接，单母线分段运行。副井提升机房10kV变电所设10台高压柜，2台400kVA10/0.38kV变压器，2台整流变压器，5台低压柜。第二节通风设备一、矿井通风方式和通风系统本矿井按高瓦斯设计，前期采用中央并列式通风方式。在工业场地设主井、副井及中央回风井，主、副井进风，中央回风井回风。通风方法采用机械抽出式通风。二、通风设备选型1．设计依据风井井口标高为+27.5m。正风时的风量、负压分别见表7-2-1。2．通风机选型计算选用轴流式矿用通风机。相对于离心式风机，无需反风道、水平门等工艺设施。设备选型考虑2个方案作比较。方案Ⅰ：选用GAF37.5-21.1-1FB型风机2台，1台使用，1台备用。调整叶片角度反风。前期配套10kV，590r/min，1250kW笼型电动机；后期配套10kV，740r/min，1800kW笼型电动机。正风时前、后期风量、负压表表7-2-1风量、负压生产期风量（m3/s）负压（Pa）前期1621950后期2762911备注：前后期间隔约10年时间。叶片调节方式动叶可调。方案Ⅱ：选用FBDCZ-10-№40型对旋式风机2台，1台使用，1台备用。反转反风。前期每台风机配10kV，590r/min，2×630kW风机专用防爆电机；后期每台风机配10kV，740r/min，2×900kW风机专用防爆电机。叶片调节方式采用停机逐片调节。其经济技术比较见表7-2-2。方案Ⅰ优点是：工况区宽广，叶片角度留有余量大，为矿井生产留有积极条件；叶片角度可以在不停机的情况下一次调节；缺点是：土建施工及安装较复杂，工期较长。方案Ⅱ优点是：系统简单；安装方便；不需要建扩散塔，土建施工简单，工期短。缺点是：需停机逐片调整叶片角度，叶片角度留有余量较小。目前，建设方已经按照方案Ⅰ招标订货。三、推荐方案的校验计算1．通风机必需产生的风量通风前期风机产生的风量：Q1=K·Q=1.05×162=170.1m3/s，取值171m通风后期风机产生的风量：Q2=K·Q=1.05×276=289.8m3/s，取值290m通风机方案比较表表7-2-2比较项目方案Ⅰ方案Ⅱ前期最小后期最大前期最小后期最大1风机型号GAF37.5-21.1-1FB型FBCDZ-10-NO.40型2电动机型号笼型电机风机专用防爆电机电动机功率（kW）前期1250；后期1800前期2×630；后期2×9003转速（r/min）前期590，后期740前期490，后期5904计算风量（m3/s）1712901712905计算风压（Pa）21503311215033116工况点Qi(m3/s)171290171290Hi（Pa）2150331121503311η（％）81.5%80.5%81%80%7计算轴功率（kW）451.31192.8454.01200.28年电费（万元）228.1602.8229.4606.59kW·h/Mm3·Pa0.3630.3670.3690.3739投资(万元)设备安装812.31005.1土建535.4264.1合计1347.71269.2备注通风机必需产生的负压通风前期风机产生的负压：Hmin=hmin+△h=1950+200=2150Pa通风困难时期风机产生的负压：Hmax=hmax+△h=2911+400=3311Pa2．计算通风机运行工况点由公式H=RQ2列表作通风机工况图。M1和M2分别为矿井前期和后期的工况点。风机运行工况点参数见表7-2-3。风机运行工况点参数表表7-2-3序号项目风量（m3/s）风压（Pa）效率1前期最小M1171215081.5%2后期最大M2290331180.5％风机工况点及网络特性曲线见图7-2-1、2。3．电动机功率校验计算N1=kQH/(1000×ηc×η)=1.2×171×2150/（1000×0.98×0.815）=552.5kW＜1250kWN2=kQH/(1000×ηc×η)=1.2×290×3311/（1000×0.98×0.805）=1460.5kW＜1800kW式中：N1——通风系统前期的电动机功率；N2——通风系统后期的电动机功率；k——电动机备用系数，取1.2；ηc——传动效率，取0.98；η——风机效率，前期0.815，后期0.805。4．计算电耗年电耗：式中：E――通风机年电耗（kW·h）/a；Ni――通风机轴功率，前期451.3kW，后期1192.8kW；ηd――电动机效率，取0.95；风机工况点及网络特性曲线见图7-2-1。风机工况点及网络特性曲线见图7-2-2。ηb――变压器效率，取0.98；ηL――电网效率，取0.95；ηt――传动效率，取0.98；带入数值计算得：5．计算kW·h/Mm3·Pa前期为：kW·h/Mm3·Pa后期为：kW·h/Mm3·Pa6．反风校验反风参数见表7-2-4。反风工况点参数见表7-2-5。反风参数表表7-2-4序号项目风量（m3/s）风压（Pa）计算风量（m3/s）计算风压（Pa）1前期8979993.58592后期1511138158.61258反风工况点参数表表7-2-5序号项目风量（m3/s）风压（Pa）效率1前期最小M1138196543.5%2后期最大M2233275040.5％反风时的风机工况点及网络特性曲线见图7-2-3、4。风机反风工作时电机校核N1’=Q’H’/(1000×ηc×η’=138×1965/（1000×0.98×0.435）=636kW＜1250kWN2‘=Q’H‘/(1000×ηc×η’)=233×2750/（1000×0.98×0.405）=1614kW＜1800kW式中：N1‘——通风系统前期反风的电动机功率；N2‘——通风系统后期反风的电动机功率；ηc——传动效率，取0.98；η‘——风机反风效率，前期0.435，后期0.405。7．校验结论通过计算可知，所选通风机能满足矿井生产要求。四、通风机电气设备及控制通风机房设一微机监控系统，对通风机拖动电机、风门以及有关工艺参数采用PLC控制和检测，并对通风机运行过程中各类故障进行报警、分析、记录和趋势预测等，该电控系统应预留与矿井调度中心联网的以太网通讯接口，在矿调度中心相应工作站上进行集中监控，互送有关生产、管理信息。可实现无人值守。通风机房自设一座10kV变电所，其两路10kV电源由地面110kV变电所10kV母线不同段引接，单母线分段运行。通风机房10kV变电所设10台高压柜（含2台80kVA10/0.38kV所用变），2台低压柜。反风时的风机工况点及网络特性曲线见图7-2-3。反风时的风机工况点及网络特性曲线见图7-2-4。第三节排水设备根据井下开拓方案，设计考虑在-735m水平设置主排水泵房，矿井涌水通过副井排水管路排至工业场地矿井水处理站。一、主排水设备设计依据（一）井口标高+27.5m，井底水平标高-735m，矿井水处理站标高+27.5m。（二）矿井正常涌水量628m3/h，最大涌水量为844m后期开采1煤层时，增加太灰涌水量565m3/h；（注：矿井后期开采1煤层时增加太灰涌水量，均计入正常、最大涌水量中，目前只考虑预留水泵位置）。太灰突出涌水量3630m3/h。考虑突出水量和最大涌水量叠加影响，故把其叠加值（三）矿井水呈弱碱性。二、主排水设备选型（一）排水设备所需排水能力前期：Q正常=1.2×628=754m3Q最大=1.2×844=1013m3后期计入太灰涌水量时：Q正常+太灰=(628+565)×1.2=1431.6m3Q最大+太灰=(844+565)×1.2=1690.8m3（二）设备选型排水设备选型考虑2个方案比较（井筒管路按后期考虑）。方案Ⅰ：选用HDM420×9型水泵5台，预留3台扩建位置，流量420m3/h，扬程838.3m，配套防爆电机（1600kW、10kV、1480r/min），排水管采用D325无缝钢管4趟。正常涌水时，2台工作，2台备用，1方案Ⅱ：选用MD360-95×9型水泵7台，预留1台扩建位置，流量360m3/h，扬程855m，配套防爆电机（1400kW、10kV、1480r/min），排水管采用D325无缝钢管4趟。正常、最大涌水时，均为3台工作，3台备用，2个方案的经济技术比较见表7-3-1。排水设备选型方案比较表表7-3-1比较项目方案Ⅰ方案Ⅱ型号及规格HDM420×9型，420m3/h，MD360-95×9型，360m3/h，台数5台，预留3台位置7台，预留1台位置轴功率（kW）新管1414.7,旧管1371.6新管1219.3，旧管1195.0电机型号及规格矿用隔爆型，1600kW10kV、1480r/min矿用隔爆型，1400kW10kV、1480r/min工况点参数新管466m3/h，395m3/h，旧管441m3/h，382m3/h，排水时间（h）正常水量新管16.2（2台）旧管17.1（2台）新管12.7（3台）旧管13.2（3台）最大水量新管14.5（3台）旧管15.3（3台）新管17.1（3台）旧管17.7（3台）排水管规格及趟数无缝钢管D325×17，4趟吨水百米电耗（kW·h）0.414新管0.424旧管0.420新管0.427旧管年电耗（104kW·h）19668640新管20127185旧管19953692新管20269594旧管年电费（万元）983.4新管1006.4旧管997.7新管1013.5旧管年折旧费（万元）65.269.7年运营费（万元）1048.61071.61067.41083.2设备及管材费（万元）1662.21731.5方案Ⅰ初期投资小，检修维护工作量小，汽蚀性能好，运行性能平稳。建设单位已经按方案I招标订货。三、推荐方案的校验计算（一）排水设备所必须的排水高度排水高度：Ht=Ha+Hs=767m式中Hs为吸水高度，取Hs=4.5m（二）管路阻力系数计算吸水管径Dx=350mm排水管径Dp=300mm则排水管中扬程损失:H排=（φ1+φ2+n3·φ3+n4·φ4+φ5+n6·φ6）·Vd2／2gφ1——速度压头系数，查手册，取1；φ2——直管阻力系数，φ2=λ·Ld／Dg；λ——水和管壁摩擦阻力系数，查手册，DN300管路取值0.027；Dg——管路内径，取0.30m；Ld——排水管路总长度，Ld=HX+L1+L2+L3；HX——副井高度，762m；L1——泵房管路长度，50m；L2——管子道管路长度，270m；L3——地面管路长度，500m。则，Ld=1582m则，φ2=0.027×1582／0.30=142.4φ3——弯管阻力系数，查手册，取值1；n3——弯管数量，取值20；φ4——闸阀阻力系数，查手册，取值0.5；n4——闸阀数量，取值2；φ5——逆止阀阻力系数，查手册，取值14；n6——三通数量,n6=2；φ6——三通阻力系数,φ6=2。则，H排=（1+142.4+20+0.5×2+14+2×2）×1.652／2g=25.3m吸水管的吸程损失计算：H吸=（φ2′+n3′·φ3′+φ4）·Vs2／2gφ2′——直管阻力系数，φ2=λ·Ld／Dg=0.43；λ——水和管壁摩擦的阻力系数，查手册，DN350管路取值0.0258；Dg——管路内径，取0.359m；Ld——吸水管路总长度，取6m；φ3——弯管阻力系数，查手册，取值1；n3——弯管数量，取值1；φ4——滤网阻力系数，查手册，取值3。则，H吸=（0.43+1+3）×1.152／2g=0.3m故前期新管水泵总扬程损失：25.3+0.3=25.6m，后期旧管总扬程损失：25.6×1.7=43.5m。新管（前期）旧管（后期）（三）水泵运行工况点1．管路特性曲线方程新管时：H1'=767+5+1.45×10-4Q2旧管时：H2'=767+5+2.47×10-4Q22．根据管路特性曲线和水泵性能曲线（见图7-3-1），求得工况点参数见表7-3-2。图7-3-1单台水泵运行工况点参数表表7-3-2参数管路流量Q(m3/h)扬程H1(m)效率η(%)计算轴功率kW新管466803.675%1414.7旧管44182074.7%1371.6（四）电动机容量校核电动机容量校核计算见表7-3-3。电动机容量校核计算表表7-3-3轴功率（kW）1371.6（1414.7）计算功率（kW）1508.8（1556.2）≤1600电动机型号及额定容量矿用隔爆型，1600kW,10kV，1480rpm结论满足要求注：电机功率N＝K式中：QM、HM分别为水泵工况点的流量、扬程ηb――水泵工况点效率ηc――传动效率，0.98γO――矿井水比重，取1020kg/m3K――富裕系数，1.1括号内为前期数值.（五）排水管壁厚计算1．排水管直径dp式中：Q——单台水泵额定流量420m3vp——排水管流速，经济流速为1.5～2.2m/s，取1.65m/s。2．管壁厚度δ式中：Rk——无缝钢管的许用应力，Rk=100MPa；Pg——管路最低点的压力，Pg=9.2MPa；α——考虑管路受腐蚀及管路制造有误差时的附加厚度，对于钢管，α=1～2.5mm。排水管路分段选取，见下表7-3-4。主排水管路系统表表7-3-排水管流速（m/s）1.65管径（mm）D325吸水管流速（m/s）1.15管径（mm）D377×9排水管壁厚（mm）-100~+27.5m8-350~-150m11-550~-350m14-735~-550m17主排水管趟数4（六）排水能力校验排水能力校验见表7-3-5。（七）电耗计算年电耗及电费计算见表7-3-6。水泵每昼夜工作时间表表7-3-5水泵工作时间(h/d)正常涌水时新管16.2（2台），旧管17.1（2台）最大涌水时新管14.5（3台），旧管15.3（3台）注：工作时间T=式中：n――水泵工作台数；Q矿――矿井涌水量；QM――水泵工况点流量。年电耗及电费计算表表7-3-6年电耗(kW·h/a)19668640（新管）20127185（旧管）年电费(万元/a)983.4（新管）1006.4（旧管）吨水百米电耗（kW·h）0.414（新管）0.424（旧管）注：年电耗E=·（γz·Qz·Tz+γm·Qm·Tm）式中：QM、HM分别为水泵工况点流量、扬程ηd——电动机效率，0.95ηW——电网效率，0.95γz——年正常涌水天数，取300天γm——年最大涌水天数，取65天年电费W=E×0.5×10-4万元四、管路及附件排水管：水泵房内选用D325无缝钢管。吸水管：选用D377无缝钢管，无底阀运行。采用SZB型水环真空泵引水，配水阀为PZI-1200型。配水井上铺设防滑花纹钢板。排水管在水泵房、管子道内用法兰连接，井筒和地面以焊接为主，局部用法兰连接。泵房内以管支架固定，井筒中以管卡和约100m设1个直管座及托梁固定。井筒与管子道连接处设托梁固定。泵房内设起重梁并配备HS-10型（Q=10t）手拉葫芦，以便设备安装检修。五、水泵电气设备及控制井下排水泵采用PLC监控系统，PLC柜和水泵集控操作台设在水泵房的控制室内，采用无人值守自动方式控制水泵，在集控操作台上既可实现单台水泵控制，又可实现多台水泵智能优化控制；可实时监测水仓水位、流量、压力、真空度、温度等一系列参数；可手动、自动启动或停止水泵的运行，开、关闸阀；具有过热过载等各种保护。主排水泵操作站除能完成井下控制外，还应通过光缆与主排水泵在地面操作站通讯，主排水泵地面操作站与潜水泵集中监测监控系统联合布置，在主排水泵地面操作站可实现对井下主排水泵的控制。该电控系统应预留与矿井调度中心联网的以太网通讯接口，在矿调度中心相应工作站上进行集中监控，互送有关生产、管理信息。可实现无人值守。水泵电动机为隔爆型三相异步电动机，起动设备为隔爆型高压水泵软起动装置，设在水泵房毗邻的井下中央变电所内。六、矿井潜水电泵排水系统（一）概述本矿井水文地质条件属于极复杂型。设计考虑在正常排水系统基础上安装配备潜水电泵排水系统。2014年版初设选用3台矿用防爆潜水电泵（550m3/h，838m），配套潜水电机（1900kW、10kV、1卧式布置符合《煤炭矿井防治水设计规范》（GB51070-2014）的相关要求（其11.3.2条规定：“潜水泵的布置形式应根据潜水泵的结构形式、安装检修要求、井巷布置及围岩条件等采用卧式、斜式或立式布置。”）随后，潜水电泵按照卧式布置设计并实施。目前，设备已经订货，且水泵房主体硐室已经施工完成。（二）立式布置方案的提出根据新版《煤矿井下排水泵站及排水管路设计规范》（GB/T50451-2017,2017.7.1执行）5.1.4条规定“潜水电泵泵井布置方式应采用立式或斜卧式”。（三）潜水电泵卧式布置与立式布置方案的比较设计根据新版设计规范要求，考虑了潜水电泵卧式布置与立式布置方案的比较。卧式布置方案：3台潜水泵布置在2个泵坑内，泵坑6m×4m×18m。立式布置方案：3台潜水泵布置在1个泵井中，需要开凿29m深的泵井（直径5.5m），对应巷道顶部需要开凿3米的岩帽。在目前情况下，进行布置方案比较。见表7-3综上，立式布置与卧式布置方案的硐室投资接近（大约400万元），鉴于卧式布置方案具有对修复后的井筒安全影响小、施工难度较小、工期短、检修方便等优点，且卧式布置方案于新版《煤矿井下排水泵站及排水管路设计规范》发布前早已实施，设计推荐采用卧式布置方案。（四）矿井潜水电泵排水系统设备选型结论选用3台矿用卧式防爆潜水电泵（550m3/h，838m），配套防爆潜水电机（1900kW、10kV、1潜水电泵布置方案比较表表7-3-7比较内容卧式布置立式布置井筒安全施工泵坑对修复后的井筒安全影响较小施工泵井对修复后的井筒（尤其是副井）安全影响较大投资两个方案的硐室投资接近，大约400万元施工工期施工泵坑难度相对较小，工期较短施工泵井工艺复杂，难度大，工期长支护难度泵坑支护难度相对较大泵井支护难度较小沉淀空间水泵距离泵坑底部1.5m，沉淀高度较小水泵距离泵井底部约8m，沉淀高度较大检修难度可以整体起吊至泵房地板检修，较为方便需要在泵井口分段拆卸或安装，较为困难备注：电缆沿副立井井筒敷设至泵房。潜水泵房与主排水泵房联合布置。根据《煤炭矿井防治水设计规范》（GB51070-2014，2015.8.1实施）11.3.12条规定（“抗灾排水管路应独立设置，排水能力应当与抗灾潜水泵的排水能力相匹配。”），设计在回风井独立布置1趟D530管路供潜水电泵排水系统专用（三台泵并联一趟管路）。计算系统排水能力1450m3潜水泵设置一套PLC监控装置，实时监测水仓水位、流量、压力等一系列参数。水泵电机启动方式为全压直接启动。潜水泵集中监测监控系统与主排水泵地面操作站联合布置，在地面潜水泵控制室主排水泵地面操作站上可对井下主排水泵进行集中监控，并对主排水泵运行状态和监测参数进行集中显示、记录和报警。该电控系统应预留与矿井调度中心联网的以太网通讯接口，在矿调度中心相应工作站上进行集中监控，互送有关生产、管理信息。可实现无人值守。潜水泵房自设一座10kV变电所，其两路10kV电源由地面110kV变电所10kV母线不同段引接。潜水泵房10kV变电所设9台高压柜。另外，后期开采1煤层时，设计考虑扩建联合泵房，届时增设3台矿用防爆潜水电泵，流量1100m3/h，扬程850m，配套矿用隔爆型潜水电机（4000kW、10kV、1最终，形成3台1100m3/h潜水泵和3台550m3/h潜水泵的规模，系统排水能力可以达到4750m七、东一采区排水设备（一）东一采区排水设备设计依据1.东一采区泵房设置在-815m，采区涌水由水泵经过-815m~-735m北翼轨道斜巷（斜长251m，倾角20°）中的2趟D245×7管路排至-735m水平大巷的水沟中。2．本次暂按照地质报告中关于涌水量的计算方法对东一采区涌水量进行估算，经估算，东一采区正常涌水量为150m3/h；最大涌水量为188m33．矿井水呈弱碱性。（二）东一采区排水设备选型1．东一采区排水设备所需排水能力Q正常=1.2×150=180m3Q最大=1.2×188=225.6m32．东一采区排水设备选型东一采区涌水量为估算值，采区排水设备选型暂时考虑2个方案比较。方案Ⅰ：选用MD216-25×4型水泵（216m3/h、100m、77%）3台，配套YB2型防爆电机（132kW、660V、1480r/min），排水管采用D方案Ⅱ：选用MD155-30×4型水泵（155m3/h、120m、77%）5台，配套YB2型防爆电机（110kW、660V、1480r/min），排水管采用D经过综合比较，方案Ⅰ排水能力适中，投资省，设计暂时推荐采用方案Ⅰ，即选用MD216-25×4型水泵（216m3/h、100m、77%）3台，配套YB2型防爆电机（132kW、660V、1480r/min（三）推荐方案校验计算1．排水设备所必须的排水高度排水高度：Ht=Ha+Hs=83.5m式中Hs为吸水高度，取Hs=3.5m2．管路阻力系数计算吸水管径Dx=250mm排水管径Dp=225mm则排水管中扬程损失:H排=（φ1+φ2+n3·φ3+n4·φ4+φ5+n6·φ6）·Vd2／2gφ1——速度压头系数，查手册，取1；φ2——直管阻力系数，φ2=λ·Ld／Dg；λ——水和管壁摩擦阻力系数，查手册，DN225管路取值0.0293；Dg——管路内径，取0.231m；Ld——排水管路总长度，Ld=HX+L1+L2+L3；HX——斜长，251m；L1——泵房管路长度，30m；L2——管子道管路长度，50m；L3——-735m水平大巷的管路长度，20m。则，Ld=351m则，φ2=0.0293×351／0.231=44.5φ3——弯管阻力系数，查手册，取值1；n3——弯管数量，取值10；φ4——闸阀阻力系数，查手册，取值0.5；n4——闸阀数量，取值2；φ5——逆止阀阻力系数，查手册，取值14；n6——三通数量,n6=2；φ6——三通阻力系数,φ6=2。则，H排=（1+44.5+10+0.5×2+14+2×2）×1.602／2g=9.7m吸水管的吸程损失计算：H吸=（φ2′+n3′·φ3′+φ4）·Vs2／2gφ2′——直管阻力系数，φ2=λ·Ld／Dg=0.55；λ——水和管壁摩擦的阻力系数，查手册，DN250管路取值0.0284；Dg——管路内径，取0.259m；Ld——吸水管路总长度，取5m；φ3——弯管阻力系数，查手册，取值1；n3——弯管数量，取值1；φ4——滤网阻力系数，查手册，取值3。则，H吸=（0.55+1+3）×1.132／2g=0.3m故前期新管水泵总扬程损失：9.7+0.3=10m，后期旧管总扬程损失：10×1.7=17m。新管（前期）旧管（后期）3．水泵运行工况点1）管路特性曲线方程新管时：H1'=83.5+2.14×10-4Q2旧管时：H2'=83.5+3.64×10-4Q22）根据管路特性曲线和水泵性能曲线（见图7-3-2），求得工况点参数见表7-3-8。4．电动机容量选择电动机容量校核计算见表7-3-9。单台水泵运行工况点参数表表7-3-8参数管路流量Q(m3/h)扬程H1(m)效率η(%)计算轴功率kW新管2329576.7%83.8旧管215100.377%81.75．排水管壁厚计算1）排水管直径dp式中：Q——单台水泵额定流量216m3vp——排水管流速，经济流速为1.5～2.2m/s，取1.6m/s。2）管壁厚度δ见图7-3-2电动机容量校核计算表表7-3-9轴功率（kW）81.7（83.8）计算功率（kW）98（100.6）＜132电动机型号及额定容量YB2型，132kW,660V，1480rpm注：电机功率N＝K式中：QM、HM分别为水泵工况点的流量、扬程ηb――水泵工况点效率ηc――传动效率，0.98γO――矿井水比重，取1050kg/m3K――富裕系数，1.2括号内为前期数值.式中：Rk——无缝钢管的许用应力，Rk=100MPa；Pg——管路最低点的压力，Pg=1.3MPa；α——考虑管路受腐蚀及管路制造有误差时的附加厚度，对于钢管，α=1～2.5mm。排水管路选用D245×7无缝钢管。6．排水能力校验排水能力校验见表7-3-10。7．电耗计算年电耗及电费计算见表7-3-11。水泵每昼夜工作时间表表7-3-10水泵工作时间(h/d)正常涌水时新管15.5（1台），旧管16.7（1台）最大涌水时新管9.7（2台），旧管10.5（2台）注：工作时间T=式中：n――水泵工作台数；Q矿――矿井涌水量；QM――水泵工况点流量。（四）管路及附件排水管：水泵房内选用D245无缝钢管。吸水管：选用D273无缝钢管，无底阀运行。采用SK型水环真空泵引水，配水阀为PZI-800型。配水井上铺设防滑花纹钢板。年电耗及电费计算表表7-3-11年电耗(kW·h/a)548855（新管）577105（旧管）年电费(万元/a)27.4（新管）28.8（旧管）吨水百米电耗（kW·h）0.406（新管）0.426（旧管）注：年电耗E=·（γz·Qz·Tz+γm·Qm·Tm）式中：QM、HM分别为水泵工况点流量、扬程ηd——电动机效率，0.95ηW——电网效率，0.95γz——年正常涌水天数，取300天γm——年最大涌水天数，取65天年电费W=E×0.5×10-4万元排水管在水泵房、管子道、斜巷内均用法兰连接。泵房内以管支架固定，斜巷中以管支架和防坠支座（约50m设1个）固定。泵房内设起重梁并配备HS-5型（Q=5t）手拉葫芦，以便设备安装检修。东一采区排水泵采用PLC监控系统，PLC隔爆箱和水泵集控操作台设在水泵房的控制室内，在集控操作台上既可实现单台水泵控制，又可实现多台水泵智能优化控制；可实时监测水仓水位、流量、压力、真空度、温度等一系列参数；可手动、自动启动或停止水泵的运行，开、关闸阀；具有过热过载等各种保护。该电控系统应预留与矿井调度中心联网的以太网通讯接口，在矿调度中心相应工作站上进行集中监控，互送有关生产、管理信息。可实现无人值守。水泵电动机为隔爆型电动机，起动设备为矿用防爆型智能化真空开关KBZ/660V/200A，设在水泵房毗邻的采区变电所内。八、东一采区潜水电泵排水系统本矿井水文地质条件属于极复杂型。因防水闸门使用不便，故设计考虑在东一采区正常排水系统基础上设置潜水电泵排水系统。选用1台矿用防爆潜水电泵，流量200m3/h，扬程120m，配套潜水电机110kW、660V、2950r/min。电源直接取自-735m水平大巷中的采区变电所，电缆沿大巷敷设至泵房。潜水泵房与采区排水泵房联合布置。排水管路选用1趟D245无缝钢管，管路沿-815m~-735m北翼轨道斜巷排至-735m水平大巷的水沟中。系统排水能力可以达到九、副井井底水窝排水设备副井井筒淋水为10m3/h，排高34m,井底水窝的排水设备选用BQS15-55/2-5.5N型潜水排沙泵2台，1台工作，1台备用。流量15m3/h，扬程55m，配套矿用防爆电动机（5.5第四节压缩空气设备根据《煤矿井下安全避险“六大系统”建设完善基本规范（试行）》的要求，设计在工业场地内布置空压机站，集中设置空压机，通过管路将压缩空气送至各个用气地点。一、设计依据正常生产用气分为井下开拓掘进工作面用气、井下其它用气和地面用气。根据矿井开拓部署情况，前期布置1个工作面，后期最多布置2个工作面。1．前期风动工具配备情况见表7-4-1。矿井前期用气情况表表7-4-1类别工作台数同时使用系数每台耗气量（m3/min）掘进用气风镐180.81.6气腿凿岩机160.82.8气动扳手90.851.6混凝土喷射机5同时使用3台10其它用气地面用气量2m32．地面生产用气量：2m33．最远输送距离7km。4．井下设置3个永久避难硐室和2个临时避难硐室，每个永久硐室可以容纳100人（已考虑1.2备用系数），每个临时硐室可以容纳20人（已考虑1.1备用系数）。5．最大班下井人数：前期130人/班，后期按410人/班考虑。二、用气量计算（一）前期生产需要的供气量=1.2×1.15×1×（3×10+0.8×1.6×18+0.8×16×2.8+0.85×9×1.6）+1.15×1.1×1×2=142m³式中：C1——管路漏气系数；井下取1.2，地面取1.15；C2——机械磨损耗气量增加系数；井下取1.15,地面取1.1；γ——海拔高度修正系数，取1；ni——在一个工作班中，同型号风动机具的台数；qi——一台风动机具的耗气量；ki——同型号风动机具同时工作系数。（二）抗灾计算所需供气量抗灾时，压风供气考虑避难硐室供气和压风自救供气两个部分。其中，避难硐室分为3个永久避难硐室和2个临时避难硐室，永久和临时避难硐室最大可以容纳285人。考虑后期最大班下井人数410人，剩余人员需要由压风自救供气。因此，最大抗灾供气量按照410人、每人0.3m3/min计算确定，并且计入管路泄露系数Qr＝α1γ（0.3N）＝1.2×1×（0.3×410）＝147.6m³式中：Qr——供风量，m³/min；α1——管网漏气系数；取1.2；γ——海拔高度修正系数，取1；N——总人数，410人。经计算抗灾需要最大供气量为147.6m³/min三、压缩空气设备选型矿井正常生产时的前期总用气量约142m3/min，后期估算总用气量171m3/min，抗灾时的人员呼吸最大用气量147.6m3/min。最远用气点距离约7km压风设备选型考虑2个方案。方案Ⅰ：选用60.2m3/min、0.75MPa方案Ⅱ：选用45m32个方案的经济技术比较见表7-4-2。方案Ⅰ选用60.2m3/min压缩机，设备少，管理和维护工作量较少，年运行费用略低，故设计推荐方案Ⅰ四、压风管路选择确定压风系统及选择管径时，应保证工作点压力比风动工具额定压力大0.1MPa。主干管按矿井服务年限内最远采区的送风距离来考虑，采区管径按达产时采区内供气最远距离来考虑。管路选用无缝钢管。管径选择见表7-4-3。地面管路采用焊接连接，井筒采用套管焊接，井下采用快速管接头连接。五、附属设备压风机房内设10t手动单梁起重机，跨度9m，起升高度6m。压缩空气设备选型比较表表7-4-2项目方案Ⅰ方案Ⅱ空压机型号螺杆式、风冷、60.2m螺杆式、风冷、45m配套电机异步电机、300kW异步电机、250kW数量（台）46设置地点地面工业广场内地面工业广场内投资（万元）设备及安装452.8473.3管材费422.9422.9土建79.996.5合计955.6992.7运行费用（万元）电费228.5237.6维护折旧24.726.0运营费用253.2263.6备注压风管路选择表7-4-3地点管路管材地面至井底D377×9无缝钢管压风机房至机厂、装车仓D108×4D89×3.5无缝钢管井底车场及大巷D273×7D219×6D159×4.5无缝钢管采区D159×4.5D108×4D89×4无缝钢管六、压风机电气设备及控制压风机房采用PLC监控系统,对压风机电机以及有关工