第五章矿井主要设备
第一节提升设备
一、原设计
1.主立井提升设备
本矿井设计建设规模6.0Mt/a，初期投产规模4.0Mt/a，年工作日330d。井下采用“四·六”作业制，每天三班生产，一班准备。
主立井提升设备按同时兼顾初期及后期规划规模进行设计，提升能力按6.0Mt/a预留，初期投产时，通过减少主立井每天提升作业时间来控制矿井提升生产能力。
主立井井筒净直径φ6.5m，井口锁口盘标高＋869.65m,提升高度533.875m,装备一对名义载煤量45t的立井4绳提煤箕斗，设置一套提升机，担负矿井煤炭提升任务。
选用一台JKMD-5.7×4PⅣ型落地式多绳摩擦式提升机，配进口制动系统及恒减速液压站，提升机摩擦轮、天轮直径5.7m，提升钢丝绳根数4根，提升机最大静张力1700kN，最大静张力差500kN，最大提升速度11.34m/s，衬垫摩擦系数0.25，衬垫比压2.0MPa。提升机选配TPTD3000-24型交流变频同步电动机2台，双机拖动，每台电动机功率3000kW，转速38r/min，电压1450V，采用管道强迫通风方式通风冷却。
矿井初期投产时，日净提升时间控制在11h，后期达到规划规模时，日净提升时间恢复到18h。一次提升循环时间111.545s，初期投产时年提升能力4.79Mt，提升能力富裕系数1.2(初期4.0Mt/a)，日净提升时间恢复到18h时年提升能力7.84Mt。
主立井提升设备已经安装。
2.副立井提升设备
副立井井筒净直径φ8.5m，提升高度为554.75m，设置一套提升系统，提升容器为900mm轨距1.5t矿车双层四车非标4绳大罐笼+窄罐笼，提升机采用落地式布置。
选用一台JKMD-5×4ZⅢ型多绳摩擦式提升机，配进口制动系统及恒减速液压站，采用交流变频同步电动机直联驱动，安全制动具有并联冗余的回油通道。提升机摩擦轮、天轮直径5.0m，提升钢丝绳根数4根，提升机最大静张力1150kN，最大静张力差250kN，提升速度9.42m/s，衬垫摩擦系数0.25，衬垫比压2.0MPa。提升机选配ZKTD-315/75型悬挂式低速直流电动机1台，电动机功率2240kW，转速36r/min，电压800V，采用管道强迫通风方式通风冷却。
提升人员时一次提升循环时间302.3s，矿车装载物料一次提升循环时间126.3s，无轨胶轮材料车装载物料一次提升循环时间502.6s。
最大班设计作业时间2.21h，主要提升内容及设计提升时间见表5-1-1。
表5-1-1矿井最大班作业时间平衡表
序号 作业项目 单位 每班提
升量 每班提升次数 一次提升时间
(s) 每班作业时间(s) 1 降送人员 人 185 2 302.3 604.6 2 提升人员 / 2 302.3 604.6 3 升降其他人员 / 1 302.3 302.3 4 下锚杆 t 1 502.6 502.6 5 下托板 t 1 502.6 502.6 6 下金属网 t 1 502.6 502.6 7 下坑木 m3 2.0 1 502.6 502.6 8 下放树脂 1 502.6 502.6 9 下选煤厂回填矸石 t 210 20 126.3 2526 10 保健 次 1 126.3 126.3 11 其他 次 10 126.3 1263 12 合计 / 56 7939.8 副立井提升设备已经安装。
二、变更内容
1.主立井提升设备
矿井投产规模由4.0Mt/a变更至6.0Mt/a，由于本矿井提升系统各环节均按6.0Mt/a规模进行设计，故主、副立井提升设备及安全设施不变。
(1)钢丝绳安全系数计算值：m=6.9347＞6.8983，所选提升钢丝绳符合要求。
(2)提升机技术参数校验：
计算主导轮直径： Dg＝62×90＝5580＜5700（mm）
计算天轮直径： Dt＝62×90＝5580＜5700（mm）
计算最大静张力： FZ＝1592.0＜1700（kN）
计算最大静张力差： FZ＝441.4＜500（kN）
计算主导轮摩擦衬垫比压： q＝1.85＜2.0（MPa）
所选提升机符合要求。
(3)提升主电动机校验
①电动机等效功率：
∑Fi2ti＝19.2406×1012N2·s
等效时间 Td＝111.545s
等效力 Fd＝415312.5N
等效功率 Pd＝4709.6kW
②电动机过载能力
提升系统运行时出现的最大力值 Fmax=791549N
电动机额定力 FH＝529101N
电动机过载能力 Fmax/FH＝1.496＜2
电动机富裕系数 ρf＝6000/4709.6=1.274
所选电动机符合要求。
(4)按下放重箕斗、上提空箕斗运行方式紧急制动减速度和空箕斗运行下
放防滑极限减速度确定一级制动力矩及一级制动力，则：
一级安全制动力矩为：3100000N·m。
变位到提升机主导轮的一级制动力 FZ＝1087719N
一级制动力矩倍数： k01＝2.46
主立井提升系统防滑验算参数见表5-1-2。
表5-1-2主立井提升系统防滑计算表
项目 单位 设计计算参数 围包角 183°16′37″ 一级制动力 N 1087719 运行状态 满载运行 空载运行 提升系统总变位质量 kg 405620 360620 下放制动减速度 m/s2 1.593 3.016 下放允许极限减速度 m/s2 1.904 3.125 上提制动减速度 m/s2 3.770 3.017 上提允许极限减速度 m/s2 4.479 3.126 结论 满足《煤矿安全规程》目 单位 设计计算参数 围包角 182°48′45″ 一级制动力 N 564000 防滑配重 kg 0 临时配重 kg 26000 提升内容 升降物料 升降人员 升降最大件 空载运行 提升系统运动变位质量 kg 221117 219897 225037 206397 下放制动减速度 m/s2 1.893 1.958 1.604 2.727 下放允许极限减速度 m/s2 2.396 2.450 2.760 3.076 上提制动减速度 m/s2 3.208 3.172 2.552 2.738 上提允许极限减速度 m/s2 3.817 3.762 3.734 3.088 结论 满足《煤矿安全规程》（2016）要求 (5)结论
副立井最大班设计作业时间4.26h＜4.5h，其中降送下井工人时间10.1min＜30min，满足矿井辅助提升需要。主要提升内容及设计提升时间见表5-1-4。
表5-1-4副立井最大班作业时间平衡表
序号 作业项目 单位 每班
提升量 每班提升次数 一次提升时间
(s) 每班作业时间(s) 1 降送人员 人 185 2 302.3 604.6 2 提升人员 / 2 302.3 604.6 3 升降其他人员 / 1 302.3 302.3 4 下锚杆 t 1 502.6 502.6 5 下托板 t 1 502.6 502.6 6 下金属网 t 1 502.6 502.6 7 下坑木 m3 2.0 1 502.6 502.6 8 下放树脂 1 502.6 502.6 9 下选煤厂回填矸石 t 210 21 502.6 10554.6 10 保健 次 1 126.3 126.3 11 其他 次 5 126.3 631.5 12 合计 / 37 15337 第二节井下运输设备
一、原设计井下煤炭运输系统及设备
1．原设计井下煤炭运输系统
根据矿井开拓部署，在4号煤层布置一个综采放顶煤工作面、4个掘进工作面。工程移交时井下煤炭运输系统简述如下：2个综掘工作面原煤通过401盘区二部带式输送机转载至401盘区一部带式输送机上；1个综采工作面原煤及另2个综掘工作面原煤由工作面顺槽可伸缩带式输送机转载至401盘区一部带式带式输送机，401盘区一部、二部带式输送机直接搭接并转载至中央大巷带式输送机，通过头部两台2PLF100/200型齿辊式破碎机破碎后进入井底煤仓(直径为10m、仓容为2200t)。原煤经过井底煤仓缓冲后，由仓下防爆型带式给料机给入装载带式输送机，再由箕斗定量装载设备称重后装入箕斗，由一对45t立井提煤箕斗提升至地面进入地面生产系统。井下煤炭运输系统示意图见图5-2-1。
图5-2-1井下煤炭运输系统示意图
2.原设计井下煤炭运输设备
(1)中央大巷带式输送机
中央大巷带式输送机主要技术参数：输送量Q=3000t/h，带宽B=1600mm，带速V=4.5m/s，机长L=800m，倾角δ≈0°～14°。隔爆变频电动机YBBP5001,功率N=710kW,电压U=660V/1140V，共三台，功率配比2:1；减速器：ML3PSF100+压力润滑,i=22.5，共三台；盘式制动器KPZ-1600/4×YZ160，制动力矩284kN·m，1套；逆止器DSN280，逆止力矩280kN·m，1套；阻燃型钢丝绳芯输送带ST/S2000；驱动方式采用隔爆变频电动机+减速器的驱动系统。初期投产规模4.0Mt/a时，输送量为Q=2200t/h，带速由V=4.5m/s降速为V=3.5m/s，其余参数均保持不变，来达到投产规模。
(2)401盘区一部带式输送机带式输送机带式输送机带式输送机(4)井底煤仓下给煤设备
井底煤仓下设有带式给料机(防爆型)GLD3000/11/B型，给煤量：Q=3000t/h，功率：N=11kW、2台，该类型给料机具有给料量大、故障率低、节能效果好等优点。
(5)破碎机
为满足地面生产系统对原煤粒度要求，在井底煤仓上口设有双齿辊破碎机，型号：2PLF100/200型，入料粒度＜500mm，出料粒度＜250mm，过煤量：Q=2000t/h，电动机功率N=2×160kW，2台。
除铁器
为对输送机及破碎机进行保护，在井底煤仓上口设隔爆型电磁除铁器一台，型号：RCBDD-16型，最大励磁功率N=16kW，驱动功率N=5.5kW。
二、变更后井下煤炭运输系统及设备
1．变更后井下煤炭运输系统
变更后，孟村矿井建设规模6.0Mt/a。根据矿井开拓部署，在4号煤层布置一个综采放顶煤工作面、4个掘进工作面。工程移交时井下煤炭运输系统简述如下：1个综采工作面原煤由工作面顺槽可伸缩带式输送机转载至401盘区带式带式输送机，转载至中央大巷带式输送机，通过头部两台2PLF100/200型齿辊式破碎机破碎后进入井底煤仓(直径为10m、仓容为2200t)。原煤经过井底煤仓缓冲后，由仓下防爆型带式给料机给入装载带式输送机，再由箕斗定量装载设备称重后装入箕斗，由一对45t立井提煤箕斗提升至地面进入地面生产系统。变更后井下煤炭运输系统示意图见图5-2-2。
图5-2-2变更后井下煤炭运输系统示意图
1)中央大巷带式输送机
中央大巷带式输送机现场已安装，其主要技术参数：输送量Q=3000t/h，带宽B=1600mm，带速V=4.5m/s，机长L=1135m，倾角δ≈0°～14°。隔爆电动机YB710S1-4,功率N=1250kW,电压U=10kV，共三台，功率配比2:1；减速器：H3SH19,i=25，共三台；调速型液力耦合器650DTPKL型，共三台；盘式制动器KPZ-1600，制动力矩402kN·m，1套；逆止器DSN280，逆止力矩280kN·m，1套；阻燃型钢丝绳芯输送带ST/S3500；驱动方式采用隔爆电动机+调速型液力耦合器+减速器的驱动系统。
现对井下已安装的中央大巷带式输送机校核如下：
(1)圆周驱动力FU的计算
FU=CfLg[qRO+qRU+(2qB+qG)cosδ]+FS1+FS2+qGHg
式中：
C—附加阻力系数，取1.09；
f—模拟摩擦系数，取0.028；
L—输送机长度，L=m；
qRO—承载分支托辊每米长旋转部分质量，qRO=kg/m；
qRU—回程分支托辊每米长旋转部分质量，qRU=kg/m；
qB—每米长输送带的质量，qB=kg/m；
qG—每米长输送物料质量(qG=Q/3.6V)，qG=185.19kg/m；
FS1—主要特种阻力，FS1=N；
FS2—附加特种阻力，FS2=N；
δ—输送机倾角，δ
H—提升高度，H=136m；
经计算：FU=N；
2)驱动功率PA计算
计算轴功率：PA＝1782kW；取电机综合备用系数K=1.4，计算电机功率PM=K·PA=2494kW，利用已有隔爆电动机，型号YB710S1-4,功率N=1250kW,电压U=10kV，两台。
3)输送带张力计算
中央大巷带式输送机采用头部双滚筒双电机驱动布置方式，输送带张力计算结果如下：
F1＝506623N，F2＝110731N，F3≈F4＝39257N
①按输送带允许最大下垂度验算最小张力
承载分支：Fmin≥aO(qB＋qG)g/8(h/a)max＝39257N；
回程分支：Fmin≥aUqBg/8(h/a)max＝30019N；
式中取：(h/a)max＝0.01
经计算，受力环闭合。
②按输送带不打滑验算
传动滚筒：α1＝180°，eμα1＝2.56，α2＝200°，eμα2＝2.85
F1/F1-2＝1.65＜eμα1，F1-2/F2＝2.85＝eμα2，满足不打滑条件。
按下垂度条件和不打滑条件验算，张力均满足要求。
③满载启动工况传动滚筒不打滑校验
K1·F1/K2·F1-2＝1.52＜eμα1，K1·F1-2/K2·F2＝2.63＜eμα2，满足满载启动工况传动滚筒不打滑条件。
式中：
K1—启动系数，取1.2；
K2—张紧力系数，取1.3；
4)输送带的选择
根据以上计算结果，带式输送机最大张力点Fmax=F1=506623N。
利用已有阻燃型钢丝绳芯芯输送带ST/S3500，额定拉断强度σN=3500N/mm。
安全系数SA＝σN·B/Fmax＝11。
5)逆止器选择
本输送机布置方式为长距离倾斜上运。经计算输送机最不利工况出现在全程满载停车逆转工况时，故逆止器的选型应按此工况确定逆止力矩。
根据《带式输送机工程设计规范》(GB50431-2008)第9.6.3条第2款规定：逆止装置工况系数取1.5～2.0，本设计取值1.75；
M=1.75×(FSt-FH)×D/2=238423N·m
式中：
FH—主要阻力(f=0.012)；
FSt—倾斜阻力；
D—传动滚筒直径；
M—逆止装置额定逆止力矩；
利用已有逆止器DSN280，额定逆止力矩280kN·m。
6)制动器的选择
为保证带式输送机的工作制动和安全制动需要，按照《带式输送机工程设计规范》(GB50431-2008)要求，在头部驱动滚筒设置1台制动器，起安全制动作用。经计算，其最不利工况为逆止工况，故制动器按此工况选型。
根据《煤矿建设项目安全设施设计审查和竣工验收规范》(AQ1055-2018)的规定：带式输送机制动装置的制动力矩不得小于带式输送机所需制动力矩的1.5倍。经计算其满载停车时需要的制动力矩为136242N·m，利用已有制动器KPZ-1600，1套，制动力矩402kN·m，满足规范要求。
7)驱动方式的选择
利用已有的隔爆电动机+液力耦合器+减速器的驱动方式。
8)张紧方式选择
设计将输送机张紧装置布置在机头位置，经计算所需张紧力167kN，利用已有自控液压张紧装置ZYJ-400/30D-Ⅲ,最大张紧力400kN。
9)小结
经核算，变更后，中央大巷带式输送机利用已有两套驱动装置，备用一套驱动装置，带速V=4.5m/s，输送量Q=3000t/h、机长L=1135m、带宽B=1600mm、输送带ST/S3500等均保持不变就能满足本次设计变更后的输送要求。
建议：中央大巷带式输送机在后期改造时，将驱动方式更换为变频驱动系统，实现变频调速运行，节省能耗。
(2)401盘区带式输送机
401盘区带式输送机主要技术参数：输送量Q=3000t/h，带宽B=1600mm，带速V=4.5m/s，机长L=1227m，倾角δ≈-3.9°～15°。隔爆变频电动机YBBP5001-4,功率N=710kW,电压U=660V/1140V，共3台（备用1台），功率配比1:1；减速器：ML3PSF100+压力润滑,i=22.5，共2台；盘式制动器KPZ-1400/4×YZ100，制动力矩152kN·m，1套；逆止器DSN130，逆止力矩130kN·m，1套；阻燃型钢丝绳芯输送带ST/S1250；驱动方式采用隔爆变频电动机+减速器的驱动系统。
经核算，变更后，401盘区带式输送机m3/s。
矿井负压：矿井通风容易时期为620Pa，矿井通风困难时期为2001Pa。
矿井选用2台FBCDZ№38/2×630型防爆对旋轴流式通风机，1台工作，1台备用。每台通风机选配2台YBF800-12型通风机专用隔爆变频电动机，每台电动机功率630kW，电压10kV，转速490r/min,效率94.5%。
电动插板门配备两台电动执行器，功率2×5.5kW，电压380V；每个水平进风门配备两台电动执行器，功率2×5.5kW，电压380V。在装设通风机的场地附近设置配电间，通风机值班室与配电间联合建筑。
通风设备及附属设施均已安装。
表5-2-1原设计井下辅助运输主要设备特征及数量表
序号
项目 1 2 3 4 5 6 7 8 9 设备名称及型号 WC24RE
型人车 WC3E型平板式材料车 WC3E型后翻
自卸式材料车 WC5E型后翻
自卸式材料车 WC5E型防爆运管车 WC7RE型
生产指挥车 ZL20EFB型
防爆装载机 FBL-10＆CHT-50型支架运输车 FBL-55型
支架铲运车 总台数(辆) 10 3 3 21 2 3 4 2 2 工作台数(辆) 8 2 2 18 2 3 4 2 2 备用台数(辆) 2 1 1 3 主要技术参数 重量(t) 9.5 7.0 7.0 8.0 8.0 5.2 6.8 32.5 45 柴油机功率(kW) 75 66 66 75 75 66 50 171.5 195 额定载重 24人 3t 3t 8t 5t 9人 2.0t 50t 55t 传动方式 液力机械传动 液压-机械传动 液力-机械传动 液力机械
传动 液力机械
传动 液力机械传动 液力机械
传动 驱动方式 四轮驱动 四轮驱动 四轮驱动 四轮驱动 四轮驱动 四轮驱动 四轮驱动 爬坡能力(°) 14 14 14 14 14 纵向14°，
横向7° 14 14.04 14.5 最高行驶速度
(km/h) 38 34 34 38(空载)32
(重载) 38(空载)32
(重载) 28 28 22.7(空载)
19.61(重载) 17.8 最小转弯半径(m) 6.6 6.0 6.0 6.5 6.5 6.5 4.8 6.35 6.388 最小离地间隙(mm) 215 280 280 215 215 230 280 400 350 参考外形尺寸(mm)长×宽×高 7772×1960×2100 6400×1880×2000 6400×1880×2000 6670×1960×2000 8033×1960×2000 4960×2000×2000 5700×2050×2500 13000×3400×1865 10034×3150×2150 最大进出罐笼车辆尺寸 6670×1960×2000(注：人车、运管车、支架车等车辆均采用铰接车身，前部为牵引车，后部为承载车，需要上下井时，可分解后进出罐笼。) 轮胎形式 充填式
实芯轮胎 充填式
实芯轮胎 充填式
实芯轮胎 充填式实
芯轮胎 充填式实
芯轮胎 充气轮胎 充填式
实芯轮胎 充填式实芯
轮胎 充填式
实芯轮胎 表5-2-2变更后井下辅助运输主要设备特征及数量表
序号
项目 1 2 3 4 5 6 7 8 设备名称及型号 WC20RE
型人车 WC3E型平板式材料车 WC10J型后翻
自卸式材料车 WCB10E型防爆运管车 WC7RE型
生产指挥车 ZL20EFB型
防爆装载机 支架运输车 支架铲运车 总台数(辆) 10 11 20 2 3 4 2(租赁) 2(租赁) 工作台数(辆) 8 9 18 2 3 4 2 2 备用台数(辆) 2 2 2 主要技术参数 重量(t) 4.9 7.0 9.0 9.0 5.2 6.8 柴油机功率(kW) 75 66 110 110 66 50 额定载重 20人 3t 10t 10t 9人 2.0t 50t 50t 爬坡能力(°) 14 14 14 14 纵向14°，
横向7° 14 最高行驶速度
(km/h) 35 34 33(空载)28
(重载) 35 28 28 最小转弯半径(m) 7.5 6.0 6.5 6.5 6.5 4.8 最小离地间隙(mm) 220 280 215 220 230 280 参考外形尺寸(mm)长×宽×高 6150×1950×2300 6400×1880×2000 6670×1960×2000 5745×1950×2200 4960×2000×2000 5700×2050×2500 二、变更内容
变更设计后，矿井通风方式不变，仍采用中央并列式通风方式，抽出式通风方法进行通风；403盘区投产时，新建冉店回风立井，矿井采用分区式通风方式，由主立井、副立井进风，回风立井、冉店回风立井出风。
冉店回风立井通风设备选用2台FBCDZ№32/2×560kW型防爆对旋轴流式通风机，1台工作，1台备用；每台通风机选配2台YBF通风机专用隔爆电动机，每台电动机功率560kW，电压10kV，转速590r/min。
(一)设计依据
矿井通风风量：
401盘区投产时期回风立井风量为300m3/s；
403盘区投产时期回风立井风量为180m3/s，冉店回风立井风量为150m3/s；
矿井通风困难时期回风立井风量为180m3/s，冉店回风立井风量为150m3/s。
矿井通风负压：
401盘区投产时期回风立井负压为560Pa；
403盘区投产时期回风立井负压为672Pa，冉店回风立井负压为736Pa；
矿井通风困难时期回风立井负压为1330Pa，冉店回风立井负压为1454Pa。
(二)矿井已有通风设备校核
1.设计计算所需通风机风量、风压
计入通风装置漏风和阻力损失后，回风立井所需通风机风量：
401盘区投产时期风量为1.05×300=315(m3/s)；
403盘区投产时期和矿井通风困难时期风量均为1.05×180=189(m3/s)。
回风立井所需通风机风压：
401盘区投产时期：P1t=560+350=910(Pa)；
403盘区投产时期：P3t=672+350=1022(Pa)；
矿井通风困难时期:Pn=1330+350=1680(Pa)。
式中：1.05为漏风系数；350为阻力损失。
2.通风网络阻力系数的计算
401盘区投产时期0.009171076；
403盘区投产时期0.028610621；
矿井通风困难时期0.047031158。
3.通风机运行工况点计算
回风立井通风系统通风网络特性曲线方程：
401盘区投产时期：H1t=0.009171076Q2(Pa)，
403盘区投产时期：H3t=0.028610621Q2(Pa)，
矿井通风困难时期:Hn=0.047031158Q2(Pa)。
回风立井通风网络数据表见表5-3-1。
表5-3-1回风立井通风网络数据表
Q(m2/s) 200 250 300 350 H1t 366.8 573.2 825.4 1123.5 H3t 1144.4 1788.2 2575.0 3504.8 Hn 1881.2 2939.4 4232.8 5761.3 通风机工况计算
依据回风立井已有FBCDZ№38/2×630型防爆对旋轴流式通风机特性曲线和通风网络特性曲线，确定通风机的工况点参数。回风立井通风机运行工况点的参数。 叶片安装角度风量(m3/s) 转速(r/min) 负压(Pa) 轴功率
(kW) 效η(%) 401盘区投产时期 -3 317.2 430 922.8 420.7 71.0 403盘区投产时期 -3 196.2 330 1101.3 259.4 85.0 矿井通风困难时期 -6 196.1 400 1808.6 502.6 72.0 回风立井通风系统通风特性曲线见图5-3-1。
通风机轮叶运转角度留有9°余量。
回风立井已有通风机满足通风需要。
401盘区移交时期
403盘区投产时期
矿井通风困难时期
图5-3-1回风立井通风系统特性曲线图
5.电动机校核计算
矿井正常生产时，401盘区移交时期计算回风立井通风机电动机功率420.7kW＜2×630kW；403盘区投产时期计算回风立井通风机电动机功率259.4kW＜2×630kW；矿井通风机困难时期计算回风立井通风机电动机功率502.6kW＜2×630kW。
回风立井已有电动机容量满足要求。
6.通风机反风校核
在矿井正常生产期间，矿井通风为抽出式通风，通风机叶片调整到一定角度，在其运行过程中，使矿井形成需要负压，将井下污浊空气抽出地面。当矿井出现灾变需要改变井下巷道风流方向时，反转反风，即可将矿井通风改为压入式，从而实现矿井的反风。
根据通风机反风运行特性曲线和矿井反风时网路特性曲线确定回风立井通风机反风运行工况点的参数。
叶片安装角度风量(m3/s) 转速(r/min) 负压(Pa) 轴功率
(kW) 效η(%) 401盘区投产时期 -3 191.5 430 336.3 312.9 21.0 403盘区投产时期 -3 120.9 330 418.2 129.0 40.0 矿井通风困难时期 -6 121.8 400 697.7 240.9 36.0 回风立井通风系统通风机反风特性曲线见图5-3-2。
401盘区移交时期反风时通风机风量191.5m3/s＞315×0.4=126m3/s,计算电动机功率312.9kW＜2×630kW；403盘区投产时期反风时通风机风量120.9m3/s＞189×0.4=75.6m3/s,计算电动机功率129.0kW＜2×630kW；矿井通风困难时期反风时通风机风量121.8m3/s＞189×0.4=75.6m3/s,计算电动机功率240.9kW＜2×630kW。
回风立井已有通风机满足矿井通风及反风要求。
通风机配带防爆制动器，以缩短反风操作时间，确保通风机在10min内改变风流风向。
7.回风立井通风机年电耗
401盘区移交时期为431.0×104kW·h/a；
403盘区移交时期为265.8×104kW·h/a；
矿井通风困难时期为514.9×104kW·h/a。
8.通风设施
利用已有的通风设施，同时增加喘振报警装置。
第四节排水设备
一、原设计
矿井正常涌水量490m3/h，矿井最大涌水量735m3/h，灌浆析出水量75m3/h。本矿井水文地质条件类型为复杂类型。
401盘区移交时期
403盘区投产时期
矿井通风困难时期
图5-3-2回风立井通风系统反风特性曲线图
矿井正常排水系统由主排水设施、401盘区排水设施组成。主排水泵房位于副立井井底车场附近；401盘区涌水经401盘区水泵房排水设备及敷设于401盘区辅助运输巷的排水管路排至井底水仓；经由主排水泵房的水泵和敷设于管子道、副立井井筒内的排水管路及地面管路，排至矿井工业场地的井下水处理站进行处理后复用。矿井抗灾排水系统设置401盘区水泵房附近，与401盘区水泵房共用水仓，排水管路沿401盘区辅助运输巷、中央一号辅助运输大巷和副立井井筒敷设。
主排水泵房选用5台MD450-60×10型矿用耐磨多级离心式水泵，每台水泵配备YB2-5603-4型隔爆电动机1台，功率1250kW，电压10kV，同步转速1500r/min。矿井正常涌水量时2台水泵工作，2台备用，1台检修，矿井最大涌水量时3台水泵同时工作。主排水管路为Φ325×15(8)mm无缝钢管，沿副立井井筒敷设3趟。
401盘区水泵房选用5台MD450-60×2型矿用耐磨多级离心式水泵，每台水泵配备YB2-4003-4型隔爆电动机1台，功率250kW，电压10kV，同步转速1500r/min。盘区正常涌水量时2台水泵工作，2台备用，1台检修，盘区最大涌水量时3台水泵同时工作。排水管路为Φ273×7无mm缝钢管，沿原401盘区辅助运输巷敷设3趟。
抗灾排水泵房选用2台BQ550-688/18-1600/W-S型矿用潜水泵，水泵配套电动机功率为1600kW，电压10kV，同步转速1500r/min，2台水泵同时工作。抗灾排水管路为Φ325×15(8)mm无缝钢管，沿401盘区辅助运输巷、中央一号辅助运输大巷和副立井井筒敷设2趟。
主排水系统已经建成；401盘区排水系统已经建成；抗灾排水系统已经建成，泵房位置调整至中央二号辅助运输大巷与中央二号回风大巷联络巷内，排水管路沿中央一号辅助运输大巷、副立井井筒敷设2趟。
二、变更内容
1.变更后矿井移交时井下排水系统
本次设计变更，矿井移交时，矿井正常排水系统由主排水系统和401盘区排水系统组成。主排水泵房位于副立井井底车场附近；401盘区涌水经401盘区水泵房排水设备及敷设于401盘区辅助运输巷的排水管路排至井底水仓；经由主排水泵房的水泵和敷设于管子道、副立井井筒内的排水管路及地面管路，排至矿井工业场地的井下水处理站进行处理后复用。
矿井抗灾排水系统位于中央二号辅助运输大巷与中央二号回风大巷联络巷内，排水管路沿中央一号辅助运输大巷、副立井井筒敷设2趟。
矿井主排水泵房、401盘区水泵房与抗灾排水泵房均利用已建成设施。
现有正常排水系统排水设备校核
本次设计变更，矿井涌水量、主排水垂高和排水距离等条件均与原设计一致，主排泵房排水系统排水设备及排水设施满足矿井设计变更后主排水系统排水要求。
401盘区涌水量、排水垂高和排水距离等条件均与原设计一致，401盘区水泵房排水设备及排水设施满足矿井设计变更后排水系统排水要求。
现有抗灾排水系统排水设备校核
(1)抗灾排水设备校核
矿井最大涌水量735m3/h，副立井井口轨面标高+869.85m，抗灾排水泵房底板标高+272.893m，排水垂高596.957m，排水距离约2000m。
根据矿井涌水量、排水垂高和排水距离等条件，矿井抗灾排水系统水泵仍选用BQ550-688/18-1600/W-S型矿用潜水泵2台，2台水泵同时工作，每台水泵配套隔爆潜水电动机功率1600kW，电压10kV，同步转速1500r/min。
排水系统特性曲线方程：
排水管路运行初期：Hc=(603+0.00015662Q2)×9.80665kPa
排水管路淤积后：Hy=(603+0.00026625Q2)×9.80665kPa
依据选用潜水泵特性曲线和排水系统特性曲线，确定水泵工况如下，水泵工况点参数详见表5-4-1抗灾排水系统水泵运行工况点参数表。
排水泵工作状况特性曲线图见图5-4-1。
管路运行初期水泵工况参数计算水泵轴功率为1373.6kW，计算电动机容量为1511.0kW；管路淤积后水泵工况参数计算水泵轴功率为1329.2kW，计算电动机容量为1462.1kW,每台水泵配套的1600kW隔爆潜水电动机功率符合要求。
选用的BQ550-688/18-1600/W-S型矿用潜水泵，抢险时2台同时运行，管路运行初期排水能力为2×601.1=1202.2m3/h，管路淤积后排水能力为2×560.8=1121.6m3/h，均大于735m3/h，排水能力满足矿井设计变更后要求。
水泵房按2台水泵2趟排水管路布置，泵房硐室长43m，宽7.5m，墙高2.5m。水泵采用斜卧式布置，水泵出口设防水型微阻缓闭止回阀防止水锤发生。
表5-4-1抗灾排水系统运行工况点参数表
参数
管路状况 流量
Q(m3/h) 扬程
H(kPa) 效率
η(%) 计算轴功率
P(kW) 管路运行初期 601.1 6468.5 80.2 1373.6 管路淤积后 560.8 6734.2 80.5 1329.2
图5-4-1抗灾排水系统工作状况特性曲线图
泵房配水井设PZI—1000型配水闸阀2个，配水闸阀直径DN1000。为便于设备安装和检修，泵房内设置2台SC型手动单轨小车芦和WA型环链手拉葫芦，起重重量16t，起重高度10m。
(2)抗灾排水管路校核
抗灾排水管路选用Ф325无缝钢管，沿中央一号辅助运输大巷和副立井井筒敷设2趟。由于排水垂高较大，管路压力变化较大，故分段计算管路壁厚。标高+569.85m以上排水管路按2.5MPa压力计算管路壁厚为6.56mm，选用Ф325×8无缝钢管；标高+569.85m以下排水管路按6.4MPa压力计算壁厚为14.3mm，选用Ф325×15无缝钢管。排水管路沿中央一号辅助运输大巷和副立井井筒敷设2趟，2趟同时工作。
抗灾排水管路采用法兰盘联接，抗灾排水管路及附件均进行防腐处理。
(3)校核结论
由上述校核可知，变更后抗灾排水设备满足矿井抗灾排水需要。
第五节压缩空气设备
一、原设计
矿井在工业场地建一座空气压缩机站，选用5台SA400A型螺杆式空气压缩机，2台工作，2台备用，1台检修。每台空气压缩机主要技术参数为额定排气量70.5m3/min，排气压力0.8MPa，冷却方式为风冷，功率(400+15)kW，电压10kV。
压缩空气管路主管为φ377×9mm无缝钢管，次干管为φ219×6mm无缝钢管，支管1为φ133×4.5mm无缝钢管，支管2为φ108×4mm无缝钢管。
二、变更内容
工业场地空压机站供气系统及管网已按原设计实施完成。本次变更主要根据井下开采系统调整情况，对现有设备及管路进行校核，对井下管路布置进行调整。具体如下：
1.设计依据
矿井移交时，井下布置3个综掘工作面和1个炮掘工作面。风动工具配置总台数、耗气量见表5-5-1矿井井下风动工具配置表。
空压机站标高+911.80m。
最大班下井人数185人。
2.压缩空气设备校核
按风动工具计算需气量
计入压缩空气输送管路漏气损失和风动机械磨损后耗气量增加等因素后，设计计算压缩空气需要量为：
Q1=1.2×1.15×1.09118×(10×4.5×0.85+8×1.2×0.85+3×4.8×0.98+3×8)=127.3m3/min
式中：1.2为管路漏气系数，1.15为机械摩擦损耗风量增加的系数；1.09118为海拔高度修正系数；0.85、0.98为风动工具同时使用系数。
表5-5-1矿井井下风动工具配置表
风动工具 台数 单台耗气量
(m3/min) 总耗气量
(m3/m) 综掘工作面
(2个) 锚杆钻机 2×3 4.5 27 风镐 2×2 1.2 4.8 混凝土喷射机 2×1 8.0 16.0 综掘工作面
(1个) 风镐 2 1.2 2.4 锚杆钻机 2 4.5 9.0 混凝土喷射机 1 8.0 8.0 炮掘工作面
(1个) 凿岩机 3 4.8 14.4 风镐 2 1.2 2.4 锚杆钻机 2 4.5 9.0 按供井下人员自救计算需气量
Q2=1.2×1.2×1.09118×185×0.3=87.2m3/min
式中：1.2为管道漏风系数；1.2为人员富裕系数；1.09118为海拔高度修正系数；185为最大班下井人数；0.3为每人每分钟压风自救需要量。
根据设计计算压缩空气需要量，矿井已安装的5台空压机中任意2台同时工作时能提供的压缩空气量为141.0m3/min，大于设计需要压缩空气量，故矿井已有压缩空气设备2台工作，2台备用，1台检修时满足变更后矿井井下压风需要。
压缩空气管路选型
压缩空气最远输送距离约为10km。
压缩空气管路管径的选择，按照压缩空气输送最远点压力损失不超过0.1MPa计算确定。计算压缩空气管路主干管内径264.0mm，计算次干管内径147.3mm,计算掘进工作面支管1内径149.9mm，计算井下压风自救支管2内径98.3mm，经校核，原设计压缩空气管路满足要求。401盘区移交时，按以下管路延伸压缩空气管路。
压缩空气主干管选用φ377×9(mm)无缝钢管，沿副立井、中央一号辅助运输大巷和403盘区辅助运输巷敷设一趟；利用次干管φ219×6(mm)无缝钢管；压缩空气支管1选用φ159×4.5(mm)无缝钢管，沿各掘进工作面巷道敷设一趟；压缩空气支管2选用φ108×4(mm)无缝钢管，沿中央带式输送机大巷，中央二号辅助运输大巷、中央一号、二号回风大巷，401盘区带式输送机巷、401盘区一号、二号回风巷、403盘区带式输送机巷、403盘区一号、二号回风巷、综采工作面巷道和井下所有避灾线路各敷设一趟。
所有压缩空气管路每隔200m设置一处供气阀门，阀门安装高度应控制在1.5m，附近地面平整、宽阔，水沟盖板齐全。
压风自救系统设置专用管路，向井下永久避难硐室供送压缩空气。由副立井井底油水分离器处分设一趟Ф159×4.5(mm)无缝钢管专用管路，埋设至一、二号永久避难硐室，管路全程采用底板埋设保护措施。
压缩空气管路接入临时避难硐室及压风自救装置，进入临时避难硐室前20m管路采用底板埋设保护措施。在水平及采区巷道最高处敷设有压风管路，并设置供气阀门。
压缩空气管路应敷设牢固平直，在跨越巷道等其它复杂巷道处，采取锚杆吊挂等加固措施，防止灾变破坏。
压缩空气管路及管件进行防腐处理，地面管路埋地敷设，井筒采用套管焊接连接；井下管路采用法兰连接。
在副立井井口附近、井下压缩空气管道的最低处各设置一个油水分离器。
每台压缩机选配一个C-8/1.0型储气罐，容积8.0m3，工作压力1.0MPa。储气罐设置在室外阴凉处。
井下压缩空气管路系统见附图:井下压缩空气管路系统图[图号C1360G-217-1]
空气压缩机站及附属设施
利用矿井已有空气压缩机站及附属设施。
第六节制氮设备
一、原设计
矿井井下布置1个综放工作面，初期投产规模4.00Mt/a，防灭火需要注氮量为1310m3/h；生产能力达到规划规模6.00Mt/a时，防灭火需要注氮量为1800m3/h，纯度为97%，压力≥0.2Mpa。
273×7mm无缝钢管，计算氮气输送管路供氮绝对压力0.27MPa；氮气输送管路支管采用φ219×6mm无缝钢管，沿中央一号回风大巷、401盘区一号回风巷、综放工作面带式输送机巷敷设1趟，计算氮气输送管路供氮绝对压力0.39MPa。制氮机组输送压力0.8MPa，均大于氮气输送管路供氮绝对压力，满足要求。
氮气输送管路及管件进行防腐处理。
矿井移交时井下氮气管路系统见附图：井下氮气管路系统图[图号C1360G-278-1]。
4.制氮站及附属设施
利用矿井已有附属设施。
孟村煤矿项目（6.00Mt/a）初步设计变更第五章矿井主要设备
5―15
孟村煤矿项目（6.00Mt/a）初步设计变更第五章矿井主要设备
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孟村煤矿项目（6.00Mt/a）初步设计变更第五章矿井主要设备
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