【導讀】擴建工程初步設計。XXXX勘察設計院有限責任公司。二零一一年十二月。擴建工程初步設計的批復》。建工程初步設計安全專篇的批復》。年度礦井瓦斯等級鑒定結果的通知；序號名稱圖號比例。5通風系統(tǒng)及網絡示意圖(修改)TC11015-171-1示意。初步設計說明書》已經XX省經濟委員會以川經煤炭函〔20xx〕1300. 根據礦方申請，結合礦井實際，我院在不改變初步設計開拓方案的。礦所采，采空區(qū)存在積水，XX煤礦工作面只能降低開采標高布置。用俯斜開采，涌水積聚在采煤工作面，可導致無法采煤，需要改變采。煤工作面推進方式，改俯采為仰采，因此水平標高也相應修改以利開。鑒于上述主要原因，因此對原初步設計進行部份修改。

　　

【正文】 3303 1 . 6 62 . 5 84 9 9 . 6 91 9 3 . 6 8t(s)F(N)0F01 F01F2F02F1F1F2F2F3 F3F4 F4F5 F53 . 1 65 . 6 6 初加速開始 F01＝ N 初加速終了 F′ 01= N 等速開始時 F02＝ N 等速終了 F′ 02= N 加速開始 F1= N 加速終了 F′ 1＝ N 等速開始 F2＝ N 等速終了 F′ 2＝ N 主減速開始 F3＝ N 主減速終了 F′ 3＝ N 等速開始 F4＝ N 等速終了 F′ 4＝ N 末減速開始 F5= N 提升終了 F′ 5= N 圖 332 31 2提升設備電耗 （ 1）提升一次電耗 W＝ 107J/次 （ 2）噸煤電耗 W1＝ W/nm1= 106J/t （ 3）年提升電耗 W年＝ W1An＝ 1011J/a （ 4）一次提升有益電耗 Wy=nm1gLsinβ ＝ 106J/次 （ 5）提升設備效率：η =Wy/W=37% （三）提升安全 提升系統(tǒng)選用 FJPB型常 閉 式斜井防跑車裝置 ， 設置阻車器、擋車攔 及 聲光信號 系統(tǒng) ，用以防止事故的發(fā)生。 并按規(guī)定設置提升警示信號燈及躲避硐室。 人員乘架空乘人裝置從副斜井到達各工作地點，主斜井嚴禁行人，在主斜井上、下車場設置嚴禁行人警示牌和警示燈。 主斜井 絞車 提升鋼絲繩， 提升 最重件時 的安全系數為 ，大于《煤礦安全規(guī)程》規(guī)定值 ， 符合要求。 嚴禁有超載、超掛、蹬鉤、扒車現象，以防止提升安全事故的發(fā)生或電機過 負荷運行帶來的損壞和事故；經常檢查提升各個環(huán)節(jié)，發(fā)現問題及時處理，做到及時消除安全隱患。 斜巷提升安全保護系統(tǒng)必須符合《煤礦安全規(guī)程》規(guī)定。 在主斜井中 設置 FJPB型斜井防跑車裝置 3組。 表 332 JTP－ 型提升機技術參數 卷 筒 最大靜張力 kN 鋼繩 直徑（ mm） 繩速（ m/s） 最大容 繩量（ m） 減速 比 電 動 機 直徑（ mm） 寬度（ mm） 功率（ KW） 轉速（ r/min） 1600 1200 45 20 880 24 132 740 （ 四 ）架空乘人裝置 修改 原設計副斜井斜長 494m，因副斜井上、下標高均變化，斜長變?yōu)?524m，且礦方現已購買 1 臺 RJY3035/600 型架空乘人裝置，考慮利用現有設備， 32 效核 計算如下： 在 副斜井 +374m 標高安設架空行人裝置驅動設備。擔負 礦井 運送人員任務。 設計依據 1）垂深： +374m～ +161m； 2）傾角： 24176。，斜長： 524m； 3）提升方式： 斜井架空乘人裝置 ； 4）托繩輪間距 8m，每個吊坐自重 15kg，每人按 95kg計算。 5）最大班運輸人數 ： 69人 。 設計 選型 （ 1）吊座間距 架空人車運行速度 。 Qk Lvld ? ??? 3600 3 6 0 0 1 . 0 5 2 4 4 0 . 51 . 1 6 9 m????? 根據計算，吊座間距取 21m，架空乘人器每邊設置吊座 25個。 （ 2）鋼絲繩選擇計算 鋼絲繩每米質量 Pk按下式計算： ? ?? ????????c o ss in110c o ss in m i n?????LmSZGPBdk ? ?? ?00002 5 1 1 0 s in 2 4 0 . 0 2 5 c o s 2 4 2 2 9 41 1 0 1 5 7 5 2 4 s in 2 4 0 . 0 2 5 c o s 2 46? ? ? ? ??? ? ? ? ?=（ kg/m） 根據 Pk 計算值，查鋼絲繩規(guī)格表提升鋼繩選用 6 7201570I光 右交 GB891820xx， d=20mm； PSB=； Qd=207000N。 （ 3）運行阻力和電機功率計算 架空人車驅動裝置在 副斜井 上部，按以下方法計算： 33 1）上運側運行阻力： 重載時： ? ?? ???? s inc o s ??? LPZGW kdsh ? ? ? ?2 5 1 1 0 1 . 4 7 5 2 4 0 . 0 2 5 c o s 2 4 s i n 2 4? ? ? ? ? ? ? ? ?=（ kg） 空載時： ? ?? ???? s inc o s ????? LPGZW kdsh ? ? ? ?2 5 1 5 1 . 4 7 5 2 4 0 . 0 2 5 c o s 2 4 s i n 2 4? ? ? ? ? ? ? ? ?=（ kg） 2）下運側運行阻力： 重載時： ? ?? ???? s inc o s ??? LPZGW kdx ? ? ? ?2 5 1 1 0 1 . 4 7 5 2 4 0 . 0 2 5 c o s 2 4 s i n 2 4? ? ? ? ? ? ? ? ?=（ kg） 空載時： ? ?? ???? s inc o s ????? LPGZW kdx ? ? ? ?2 5 1 5 1 . 4 7 5 2 4 0 . 0 2 5 c o s 2 4 s i n 2 4? ? ? ? ? ? ? ? ?=（ kg） 3）設備牽引力和電機功率計算： 一般說來，當上運側重載，下運側空載時，設備牽引力最大，設備總牽引力 W 按下式近似計算： ? ?xsh WWW ??? =（ +（ ）） =（ kg） （ 4）電動機功率為： ??102WkN? 102 ??? ?=（ kW） （ 5） 繩輪直徑 D=60d=60 20=1200（㎜） 經計算， 根據礦井實際情況， 選用 RJY 型斜井架空乘人裝置 1 臺，驅動輪直徑為 ， 電機功率 30kW，運行速度 1m/s。 （ 6） 鋼絲繩張力 34 上部 下部主動輪從動輪F 1F 3F 2F 4β 最小點張力計算： Fmin==1000 =1 4406（ N） 各點張力計算，因上運行側重載，下運行側空載時，設備總牽引力最大，所以此處張 力按上運側重載，下運側空載進行計算： F3＝ Fmin=14406 (N) F4＝ F3= (N) F1＝ F4+ shW ＝ + ＝ （ N） F2＝ F3－ xW? ＝ 14406－（－ ） =（ N） （ 7） 拉緊裝置拉力 F5=F3+F4=14406 +=(N) 拉緊裝置行程 0. 00 5 0. 00 5 52 4 2. 62iL L m? ? ? ? 拉緊裝置為重錘式，拉緊裝置行程取 。 （ 8） 鋼絲繩安全系數校驗 m=Qd/F1=207000247。 =＞ 6，符合《煤礦安全規(guī)程》要求。 （ 9） 校核人員運輸時間 架空人車運輸能力計算 （ 1）單側最大小時運輸能力 Q： dlLQ ?? ?3600 3600 1 52421??? =146（人 /h） 35 （ 2）人員運輸時間計算： 運輸一定數量人員所用的時間 T，系指從第一人上車至最 后一人下車的一段時間，用下式計算： ?60 LKnlT d ?? 69 21 52460 1???? ? =35min＜ 60 min 符合《煤炭工業(yè)小型礦井設計規(guī)范》要求。 根據以上計算， 設計在 副斜井 安裝 RJY3035/600 型煤礦用固定抱索器架空乘人裝置運送人員，該裝置額定功率 30kW，最大安設角度 35176。，最大安設長度 600m。 電氣控制用 PLC 可編程序自動化控制系統(tǒng) ，制動裝置為 BYW21 型礦用隔爆型電力液壓制動器。 （ 五 ） 壓縮空氣設備 修改 礦井原設計地面安設 2臺 SA75W型螺桿式空氣壓縮機在地面壓風機房向井下供風。 SA75W型螺桿式空氣壓縮機排氣量 ，排氣壓力，電機功率 75kW。一臺工作，一臺備用。 因安監(jiān)總煤裝 [20xx]33號文件和 安監(jiān)總煤裝 [20xx]15號 文件要求，重新對壓縮空氣設備選型。計算如下： 礦井為低瓦斯礦井，按照 安監(jiān)總煤裝 [20xx]33 號文件和 安監(jiān)總煤裝[20xx]15 號 文件要求 ，礦井必須建立壓風系統(tǒng)，空壓機房設置在地面。礦井采、掘工作面及其它巷道用風點供風。根據井下發(fā)生安全事故時， 避難硐室 人數最多需要風量和 礦井使用風動工具時所需要風量進行設計和設備選型。壓縮空氣用無縫鋼管輸送，滿足井下生產需要。 一 ） 設計依據 礦井設計生產能力： 90kt/a； 井下風動設備：井下 2臺 YT23型 鑿巖機 ； 1臺 MQT130/錨桿鉆機。 36 避難硐室 最多人數： 69人； 投產時期，輸送距離最遠的管路距離： ； 礦井機房處標高 +374m。 該礦在采煤工作面及掘進工作面附近均設置 6個 ZYJ型壓風自救急救袋組成一組的自救系統(tǒng)。 二 ） 設備選擇 確定礦井空壓機站必須的排氣量 該礦井下風動設備技術 特征及耗氣量，見表 351。 表 351 風動機具參數表 名 稱 風動工具型號 最大班同時使用 臺數 耗風量（ m3/min） 使用地點 鑿巖機 YT23(7655) 2 掘進 氣動錨桿鉆機 MQT130/ 1 掘進 該礦井壓風自救系統(tǒng)供風，標準按每人 ，計算耗風量見表 352。 表 352 壓風自救系統(tǒng)耗風量表 名 稱 每人需風量 人數最多的工作面 耗風量（ m3/min） 使用地點 ZYJ 型壓風自 救系統(tǒng) 69 人 =83 人 避難硐室 ZYJ 型壓風自 救系統(tǒng) 20 人 6 井下所有巷道 根據上表統(tǒng)計，壓風自救系統(tǒng)的耗風量大于風動機具耗風量，故以風動機具耗風量作為計算依據。 礦井地面空壓機站必須的排氣量： ?? iii KqnaaaQ 321 = 1 83 =（ m3/min） 式中 1a — 沿管路全長的漏風系數， 最遠送風距離為 ， 取 ； 2a — 機械磨損使壓氣 消耗量增加的系數，其他風動機械，取 ； 37 3a — 海拔高度修正系數，井口標高為 +374m，取 1； ni— 同時使用人數， 83人； pi— 每臺的耗風量， ； Ki — 同型號風動工具的同時使用系數，取 。 估算空壓機必須的出口壓力 ?PP (? + ip?? +) 105， N/m2 =（ 5++） 105 = 105 （ N/m2） 式中 P — 空壓機的出口壓力， N/m2； ?P — 風動工具的工作壓力， 5 105 N/m2； ip?? — 壓氣管路中，最遠一趟管路的壓力損失之和，可按每公里管路損失（ ～ ） 105N/m2進行估算，若每千米取 105N/m2，則壓力損失： ip?? = 105 = 105 （ N/m2）； 105— 考慮到橡膠軟管、舊管和上下山的影響而增加的壓力值，N/m2。 確定空壓機的型號和臺數 根據計算所得的 Q 、 P 值，查表選用 3臺 SA120A型螺桿式空氣壓縮機在地面壓風機房向井下供風。 SA120A型螺桿式空氣壓縮機排氣量 21m3/min，排氣壓力 ，電機功率 110kW。 2臺工作， 1臺備用。 壓風機站主要附屬設備： 壓風機房內設 5t手動單梁起重機一臺，供檢修設備之用。 壓風管路的直徑計算及選擇： 投產時期，礦井由 副斜井 入井至 +160m運輸大巷 為主管，其余為分管路。井下輸氣管路均采用無縫鋼管。 38 （ 1）主管路選擇： 計算內徑： 20dQ?? =20 21 2? =（ mm） 主干管道選取φ 140 5mm，管路連接除設備、法蘭等處外均采用管接頭。 （ 2）分管路選擇： 分管路的計算、選用管子規(guī)格，通過的壓氣量，見表 353。 管路名稱 管路實際長度（ m） 通過的壓氣量 （ m3/min） 計算管徑（ mm） 選用管子 規(guī)格（外徑壁厚）（ mm） 壓力損失（ 105N/m2） 至采煤工作面管路 580 6 Ф 57 3 至掘進工作面管路 580 Ф 3 最后確定空壓機的出口壓力 投產時期，因礦井采煤工作面的壓力損失最大，故以此作為依據。計算如下： 1）計算壓力損失 主管徑以 副斜井入井至 +160m 運輸大巷 的長度作為計算依據，主管子的壓力損失為： 39。6 1 .8 5510 iiLipQd?? ? ?主 6 1. 855126510 ?? ? ?= 105 N/m2 式中 39。Li — 主管路的計算長度（包括局部損失的