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1、前言2008年9月XX省煤炭工业管理局组织专家对XX煤业（集团）有限责任公司XX二矿初步设计进行了评审，根据评审意见，我院于2008年12月完成了XX煤业（集团）有限责任公司XX二矿初步设计（修改版），同年XX省煤炭工业管理局进行了批复（豫煤规2008862号）。在项目建设过程中，由于现场实际施工中地质条件发生变化及矿井实际设备订货情况，该矿井初步设计进行了修改。2010年8月13日，受XX省能源规划建设局委托，XX工程咨询监理有限公司组织专家对XX煤业（集团）有限责任公司XX二矿初步设计（修改）进行了评审，并形成专家组意见。结合项目建设实际情况和专家组评审意见，对初步设计进行了补充和完善,并
2、相应修改完善了安全专篇。现将主要修改内容说明如下：一、井巷工程1、顺槽数量根据矿井揭露煤层情况，掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量0.2m3/min，回风流中平均瓦斯浓度仅在0.050.1%之间，低于原初步设计预测的掘进工作面绝对瓦斯涌出量1.24 m3/min。综采工作面原设计为W型通风系统，本次修改为U型通风系统，因此，取消了工作面中部进风巷。根据先期投产的相邻矿井XX一矿生产实践经验，依据该矿瓦斯赋存的实际情况、采面温度和采面设计有效断面，改为U型通风是可行的。2、井下爆破材料发放硐室位置原设计井下爆破材料发放硐室布置在回风立井附近，根据井下岩层实际情况，在满足安全和使用方便的原则下，将井下爆
3、破材料发放硐室调整位置至-626m水平辅助运输石门和-626m水平回风石门中部，井下爆破材料发放硐室容量不变，仍设计有独立的通风。3、井巷支护本矿井属于深井开采，随着矿井开采深度的增加，矿山压力不断增大，巷道围岩所受的压应力、剪应力超过围岩的强度极限，使围岩普遍处于破裂状态，巷道围岩的大量变形常常使支护难以承受。因此，提高围岩强度和自承力、降低岩体应力集中是深井巷道支护技术的中心任务。矿井实际施工中，根据井下压力大等实际情况，主运输、辅助运输及回风大巷布置在二1煤层顶板岩层中，采用半圆拱型断面，经建设单位、设计院、监理、施工单位共同研究决定支护形式采用锚网喷锚索+预留变形量+U型钢或工字棚复喷
4、并加反底拱联合支护方式，锚索锚固至砂岩中，断层破碎带或岩石风化带还考虑采用注浆加固措施。盘区主运输、辅助运输及回风大巷均布置于二1煤层中，采用锚网喷锚索+预留变形量+U型钢或工字棚复喷并加反底拱支护方式，二次支护断面选择时，选取承载能力、抗底鼓和两帮移近的能力大，且能有效解决肩压大等问题的断面，综合考虑，盘区巷道二次支护采用方（长）环形支架。采用方（长）环形支架支护后，巷道返修率小，而且架棚后棚后充填量小，既节省人力又满足了巷道的支护要求，取得了较好的支护效果。二、采煤工艺根据实际揭露煤层情况，实测首采工作面上、下顺槽煤层厚度6.36.7m，平均煤厚6.5m，与原地质资料平均煤厚6.16m有一
5、定差别，结合全矿井煤层情况，为保证充分回收资源，本次修改将原设计上分层采高3.2m，下分层采高3.0m，调整为上分层采高3.03.5m，下分层平均采高3.0m左右。根据支护强度的计算，结合本矿井煤层顶底板情况和煤层赋存条件，针对本矿井薄基岩的条件，原设计选择的液压支架为ZY6800/18/38型掩护式液压支架。根据建设单位实际订货设备情况，采用ZF8600/20/38型（铺网）液压支架，支护强度符合计算要求， ZF8600/20/38型（铺网）液压支架主要技术参数为：支撑高度 20003800（mm）；额定工作阻力 8600（kN）；初撑力 7758（kN）；支架中心距 1500（mm）；支护
6、强度 1.35（MPa）；泵站额定压力 31.5MPa；支架重量 26（t）。本矿井二1煤层采用分层综采，原设计不铺设人工假顶，利用自然锈结再生顶板开采下分层。考虑到一矿生产经验，本次修改为铺底网形成人工假顶方案。修改后的液压支架可以很好适应分层综采的要求，支架后尾梁可以起到铺网时对人员的保护作用。假顶铺设材料为矿用塑料网，材料规格为12006000mm。铺设方法为撑起液压支架的后尾梁，工作人员在后尾梁的保护下，进行支架后铺底网，长边沿倾斜方向铺设，短边沿推进方向铺设。铺设要求：（1）铺网时要将网铺平铺展；（2）网片四周搭接100mm，并用连网绳将网边逐孔穿连并做到逢孔必扎（死结）。（3）铺网
7、后要及时对铺网段进行洒水以便顶底层更好的粘结。三、井下运输系统1、井下辅助运输井下辅助运输原设计采用防爆无轨胶轮车。根据实际揭露煤层情况，局部煤层变化较大，底板条件差，容易底鼓，维护困难，单一使用防爆柴油机轻型无轨胶轮车运输灵活性差，特别是大件运输相对困难。因此，本次设计井下辅助运输修改为防爆无轨胶轮车和无极绳连续牵引车联合运输方式。具体修改方式如下：（1）大巷辅助运输方式选择矿井大巷选用防爆无轨胶轮车运输人员、物料及矸石，选用无极绳连续牵引车运送液压支架等大型设备。（2）盘区主要辅助运输方式选择矿井盘区辅助运输主要担负人员、矸石、材料和设备的运输任务，选用无轨胶轮车运输人员、物料及矸石，选用
8、无极绳连续牵引车运送液压支架等大型设备。 （3）顺槽辅助运输方式采煤工作面顺槽采用无极绳连续牵引车运输。设计按照规程、规范要求，对无无极绳连续牵引车进行了详细计算选型，并对安全防护提出了具体的措施，主要包括：无极绳连续牵引车的外露旋转部件（除滚筒、制动器外）均有防护装置；设置有运输速度及距离的显示器；绞车滚筒与牵引钢丝绳的直径比为72.727，大于安全规程的相关要求；配套有张紧装置、综合保护装置、弯道护轨装置等；操作位置具有良好的可视性，用以保证对人员不造成危险；配置有总开关，用以防止突发事件依法的危险。无极绳连续牵引车运输大型设备时，运行速度不得高于0.88m/s；无极绳系统不得运送人员。无
9、轨胶轮车运行时，同一路段内的无极绳连续牵引车不得运行。2、井下主运输系统在经过核算满足使用要求的条件下，根据实际设备订货情况，对上仓斜巷带式输送机、盘区大巷带式输送机、顺槽输送机等设备选型进行调整。四、矿井通风1、矿井风量、负压（1）瓦斯根据2010年6月XX理工大学煤矿安全工程技术研究中心提供的XX二矿一盘区（-700m以上）突出危险性评价阶段报告对揭露区域二1煤层的瓦斯参数进行了测定：回风斜巷揭露区域附近的二1煤层瓦斯含量在6.189.25m3/t之间，最大9.25m3/t； 1101工作面区域附近的二1煤层瓦斯含量在4.897.19m3/t之间，平均5.90m3/t。本次修改设计煤层原始
10、瓦斯含量取最大值9.25m3/t对回采工作面瓦斯涌出量进行预测。综采工作面相对瓦斯涌出量预测：q采K1K2K3 Kf (WoWc)式中q采开采煤层相对瓦斯涌出量，m3/t；K1围岩瓦斯涌出系数，一般K1=1.11.3；XX矿区单一煤层开采条件，K1=1.191.27，平均K1=1.21；K2工作面丢煤瓦斯涌出系数，取回采率的倒数。工作面回采率为95，则K21.05；K3采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出量影响系数，按K3=（L-2h）/L计算，其中L为工作面长度，取180m，h为掘进巷道预排等值宽度，无烟煤h为6.513.0；取h=9.5,则K30.89；Kf取决于煤层分层数量和顺序的分层
11、瓦斯涌出系数，根据规范，分两层开采时上分层取1.504，下分层取0.496，设计按上分层取Kf=1.504；Wo煤层原始瓦斯含量，根据2010年6月的XX二矿一盘区（-700m以上）突出危险性评价阶段报告，本次修改设计取最大值9.25 m3/t。Wc采落煤炭运至地表时残存瓦斯含量，无烟煤残存瓦斯含量一般为610 m3/t；本井田二1煤层挥发分含量平均为7.37%，残存瓦斯含量取8 m3/t。经计算，q采=K1K2K3 Kf (WoWc) =1.211.050.891.504（9.258） =2.13m3/t。二1煤回采工作面相对瓦斯涌出量为2.13m3/t，绝对瓦斯涌出量为8.07m3/min
12、。根据最新测定的瓦斯参数进行计算，矿井生产能力按1.8Mt/a考虑，计算矿井瓦斯相对涌出量调整为4.60m3/t，绝对瓦斯涌出量为17.42m3/min。（2）回采工作面需风量计算矿井投产时布置一个采煤工作面，其工作面风量按如下方法计算：a、按瓦斯涌出量计算：Q采100q瓦采K采通，m3/min式中：Q采采煤工作面实际需要的风量，m3/min；q瓦采采煤工作面的瓦斯绝对涌出量，二1煤工作面平均瓦斯涌出量为8.07m3/min；K采通采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.4；则Q采1008.071.41130m3/min=18.8m3/s。b、按工作面温度计算Q采60VcScKi，m3/
13、min式中：Vc采煤工作面风速，当机采长壁工作面稳定在2026之间时，工作面风速应在1.01.8m/s之间，取1.4；Sc采煤工作面的平均断面积，12.7m2；Kc工作面长度系数，取1.2；Q采601.412.71.21280m3/min=21.3m3/s。c、按人数计算实际需风量：Q采4N，m3/min式中：N工作面同时工作的最多人数，40人；Q采=440160m3/min=2.7m3/s。d、按风速进行验算： 15S采Q采240S采式中S采采煤工作面的平均断面积，12.7m2190.5 m3/minQ采3048 m3/min综合以上计算，综采工作面配风量取1500m3/min，即25m3/
14、s是能满足要求的。（3）矿井总风量矿井总风量按二1煤1个综采工作面， 2个综掘面，1个岩巷普掘面考虑，总风量仍为148m3/s。矿井配风情况也相应修改，具体见下表1。（3）矿井通风负压计算矿井通风负压计算结果：通风容易时期和困难时期风量均为1483/s，通风容易期负压为1702.8Pa，困难时期为2631.7Pa。（4）存在问题及建议本设计的通风系统只对由初期回风立井服务时期进行了设计，后期由两个风井同时服务本矿井时，矿井应根据当时开采的实际情况单独再进行通风系统改造。实际生产时，矿井可根据瓦斯的实际涌出情况、瓦斯抽放情况等对综采面的风量和矿井风量进行调整，以保证矿井安全生产。表1 矿井配风量
15、计算表 序号用 风 点数量配风指标 m3/s小 计 m3/s备 注1二1煤综采工作面125252煤巷综掘工作面21020岩巷普掘工作面1773井下爆炸材料发放硐室1334井下加油、检修硐室1885盘区变电所2366井下主排水泵房11515通风降温需要7防爆无轨车7626同时运行7辆8其它8小计118备用25%30合计148主井48 m3/s，副井100 m3/s2、矿井通风设备原设计矿井通风设备选用FBDCZ-8-26型对旋式轴流通风机2台，其中1台工作，1台备用。每台通风机配用YBFe-8型专用防爆电动机2台，电机容量为315kW，电压为10kV。本次修改根据设备实际订货资料，在满足设备可靠
16、等原则下，矿井通风设备采用用MAF-2600/1500-1GQ型矿用轴流通风机2台，其中1台工作，1台备用。每台通风机配用YP630-8型电动机1台，电机容量为1120kW，电压为10kV。经验算，风机风量、负压满足设计要求。（一）主通风机设备选型1、设计依据（1）矿井所需风量通风容易期、困难期均为148/s。（2）矿井所需负压通风容易期负压为1702.8Pa，困难期为2631.7Pa。（3）通风设备设置本矿井采用机械通风，设有回风井，其出口处设置通风机。本矿进风主立井井口、副立井井口标高均为+81.5m，回风立井井口标高也为+81.5m。2、通风设备方案根据矿井通风要求，设计对离心式和轴流式
17、通风设备进行了分析比较，离心式通风机虽然具有全压效率高，噪音小，设备投资少的优点，但存在占地面积大，土建工程量大，需建返风道，反风繁琐，系统总投资高，动压损失大，运行电耗高，综合运营费用多等缺点，因此设计不予推荐。对于轴流式通风设备，根据矿井所需的风量和负压，通风机的计算风量和负压分别为：矿1.05148=155.4（3/s ）易1702.8+100+150=1952.8（Pa）困2631.7+100+150=2881.7（Pa）考虑通风设施漏风和各种阻力损失后，设计在方案、可研设计阶段对适合本矿井的多种风机进行了方案比较，结合现场意见，设计推荐技术先进，效率较高，可靠性高的的MAF风机作为本
18、矿风井通风设备方案。3、通风设备选型根据通风设备选型方案和通风机的计算风量和负压，本矿井通风设备选用MAF-2600/1500-1GQ型矿用轴流通风机2台，其中1台工作，1台备用。每台通风机配用YP630-8型电动机1台，电机容量为1120kW，电压为10kV。（二）主通风机正常运行工况主通风机运行特性曲线见图1。风机运行工况点的参数见表2。 风机运行工况点的参数表表2项目风量（m3/s）负压（Pa）叶片角度效率计算轴功率（kW）通风容易期M1155.41952.8-183373.1通风困难期M2155.42881.7+688519.3通风机达到最大设计负压和风量时, 运行叶片角度2=+6+3
19、0（风机最大叶片角度），风机具有足够的富裕能力。 图1 主通风机运行特性曲线(三)主通风机反风设计随通风设备主机配备风门及风门启闭装置。通风系统利用配套的风门和风门启闭装置，再配合风机反转进行反风。通风机的反风特性曲线见图2。通风机反风运行工况详见表3。风机反风运行工况点的参数表表3项目风量（m3/s）负压（Pa）叶片安装角度效率计算轴功率（kW）通风容易期M177.8489.5-115319.2通风困难期M278.5735.3+625232.1(四)主通风机设备余量及配套电动机校验1、主通风机设备余量校验由主通风机正常运行及反风运行特性曲线及主通风机运行工况可知，通风机达到最大设计负压和风量
20、时, 运行叶片角度2=+6+30（风机最大叶片角度），比风机允许范围小24，风机具有足够的富裕能力。满足现行煤炭工业矿井设计规范GB50215-2005第8.2.2条及现行煤矿主要通风机站设计规范GB50450-2008第3.1.6条规定的要求。2、主通风机配套电动机校验由主通风机正常运行及反风运行特性曲线及主通风机运行工况可知，风井主通风机正常运行及反风运行计算风机运行轴功率均小于主通风机配套电动机功率1120kW，轴功率最大时有较大富裕系数，满足现行煤矿主要通风机站设计规范GB50450-2008第3.2.2条规定的轴流通风机电动机富裕系数的要求。（五）主通风机调节方式及辅助设施1、主通风
21、机调节方式主通风机通过整体调整叶片角度，来调整运行工作区域，以满足矿井通的风需要，并始终保持风机工作工况始终在特性曲线效率区的高效区域，以实现节电节电运行。图2 主通风机反风特性曲线2、主通风机布置及辅助设施主通风机布置在通风机房内，控制及配电部分布置在专用配电、控制室内，通风机房的电源引自地面变电所，以双回路电缆供电，其中1回工作，1回备用，能保证通风机连续运转，且备用通风机能在10min内开动。通风机房内设置起重梁，以便于风机的检修；主通风机配套有手动、电动两用风门，风门采用密闭保温措施进行防冻；专用通风机配电、控制室内安装水柱计，配有风机参数（风量、负压、温度、电流、电压）测试仪及打印机
22、等，能实时监控并反映通风机的运行状况，以保证设备安全运行，此外控制室内安有直通调度室的电话，挂有返风操作系统图；为了满足环保要求，主通风机配备有消音装置，风机控制室内的噪声小于85dB(A),主通风机的噪声排放满足现行工业企业厂界环境噪声排放标准GB12348-2008的要求；回风井口处安装了防爆门，并按规程要求定期检查维修；在回风井口安全出口处设置有防爆门；通风系统的外部漏风率小于5%。新风机投入使用前进行一次通风机性能测定和试运转工作，以后至少每五年或通风系统工况变化较大时，应进行一次通风机性能测定。通风机的运转设置专职司机负责。（六）主通风机反风方式、反风系统及设施矿井的反风一般是在矿井
23、发生火灾（进风井口、井筒、井底车场、主要进风巷道和硐室等地点发生火灾）时进行。矿井反风方式分全矿井反风和工作面局部反风。全矿井反风采用主要通风机反转实现，区域及局部反风通过巷道布置和井下通风设施来实现，可满足全矿井、区域及局部反风的要求。全矿井反风是指在井下发生重大火灾（进风井口、井筒、井底车场、主要进风巷道和硐室等地点发生火灾）时，利用其压力实现风流自回风井进入，自进风井排出的情况。主通风设备系统的反风，利用手动、电动两用风门启闭，配合主通风机反转，改变巷道中的风流方向，进行全矿井反风，反风设施能在10min内改变巷道中的风流方向，当风流方向改变后，矿井通风容易时期和困难时期，通风系统反风风
24、量均大于各自正常风量的40%，满足现行煤炭工业矿井设计规范GB50215-2005第8.2.5条及现行煤矿主要通风机站设计规范GB50450-2008第3.1.2条规定的要求。工作面局部反风是工作面局部发生火情，在主要通风机保持正常运行条件下，通过迅速调整预设的反风风门开关状态，实现采区内部巷道或采煤工作面风流反向，以实现局部反风。工作面的风流自原工作面回风顺槽进入，自原工作面进风顺槽排出，旨在减少火灾对工作面的影响。此外，设计对井下各种风门采用遥测监控，对双道风门采用机械联锁，即一道风门打开，另一道风门必须关闭，当打开的风门处于未关闭状态时，不能打开另一道风门。每季度至少要检查一次反风设施，
25、每年应进行一次反风演习。矿井通风系统有较大变化时，应进行一次反风演习。五、矿井排水设备原设计矿井主排水设备选用13台MD420-969型离心式排水泵，每台配YB800-4 、10kV、1600kW矿用防爆型电动机一台，正常涌水期6台工作，5台备用，2台检修;最大涌水期8台工作。根据建设单位实际订货情况，本矿井主排水设备采用4台MD420-939型离心式排水泵，9台MD450-909型离心式排水泵，每台水泵均配YB2-560-4 、10kV、1600kW矿用防爆型电动机一台，正常涌水期6台工作，5台备用，2台检修，最大涌水期8台工作。调整后排水能力增加270m3/h，完全能满足设计扬程要求。为利
26、于井下运输和安装，考虑安装、使用条件及与水泵的配套，结合实际订货情况，本次选择YB2-560-4型电机，完全可以满足使用要求。其中主要排水设备MD450水泵的校核计算和性能曲线等如下：（一）设计依据1、本矿井在副立井井下-682m标高设置主排水泵房。2、本矿井正常涌水量1970.13m3/h，最大涌水量2561.17m3/h。3、井下水需经处理后作为矿井生产用水，水处理需增加扬程8m（含地面段管路损失）。4、排水总垂高771.5m。5、排水管路沿副立井敷设，主排水泵房离副井底较远（约850m）。（二）排水设备选择的合理性分析设计对适合本矿井主排水的多种水泵进行了方案比较，设计可选用DS450型
27、高速泵，但其磨损快，附加设备多，投资高，管理使用复杂，设计不予推荐；设计推荐MD系列高扬程多级离心泵，其效率高，管理简单，且现场应用实例多，设备可靠。（三）排水设备、管路选型及安全性校验结合现场实际订货情况，本矿井主排水设备采用4台MD420-939型离心式排水泵，9台MD450-909型离心式排水泵，每台水泵均配YB2-560-4 、10kV、1600kW矿用防爆型电动机一台，正常涌水期6台工作，5台备用，2台检修，最大涌水期8台工作。排水管路选用4趟D42622无缝钢管，分段选择壁厚。正常涌水期3趟工作，最大涌水期4趟工作。矿井主排水设备运行特性曲线详见图3、4；矿井排水系统布置详见图5；
28、矿井排水设备运行工况详见表4。由水泵运行特性曲线及工况点参数表可知，所选主排水泵，运行在水泵工业利用区域内，且运行在高效区域，日排水时间均20h；选用的13台主排水泵，正常涌水期6台工作，5台备用，2台检修，最大涌水期8台工作，备用水泵能力为工作水泵的83%70%，检修水泵能力为工作水泵的33%25%，均满足现行煤矿安全规程的要求。所选主排水泵最大吸水高度均5m，满足现行煤炭工业矿井设计规范相关要求。由水泵运行工况点参数表可知，水泵各个运行工况所需轴功率（计算轴功率）均小于所配电动机容量1600kW，并留有1.1071.181的富裕系数，所选电动机容量满足要求。正常涌水期，工作排水管路能力配合
29、工作水泵，日排水时间20h；最大涌水期，工作和备用排水管路总能力配合工作和备用水泵，日排水时间20h，均满足现行煤矿安全规程的要求。图3 主排水泵运行特性曲线图4 主排水泵运行特性曲线图5 主排水系统示意图水泵运行工况点参数表表4 内 容单位技 术 参 数新 管旧 管设计依据矿井正常涌水量m3/h1970.13矿井最大涌水量m3/h2561.17排水垂高m771.5排水设备水泵型号、台数 台MD420-939 4台MD450-909 9台电机型号YB2-560-4电机参数10kV,1600kW排水管路4-D42622正常涌水期工况水泵台数台66排水管工作趟数33流量m3/h460（457）43
30、8（432）扬程m820.7（810.1）837.9（815.2）效率%77.5（78）77（77）吸程m6（5.8）6.18（6.01）轴功率kW1358.83（1333.5）1314.15（1262.1）日排水时间h/d17.13（17.24）17.99（18.24）最大涌水期工况水泵台数台88排水管工作趟数44流量m3/h460（457）438（432）扬程m820.7（810.1）837.9（815.2）效率%77.5（78）77（77）吸程m6（5.8）6.18（6.01）轴功率kW1358.83（1333.5）1314.15（1262.1）日排水时间h/d16.7（16.81）17
31、.54（17.79）注：括号内为MD450-909型水泵运行工况排水管路壁厚按下式计算：式中：排水管路管壁计算厚度，cm；P管路最大工作压力，设计计算取为9.0MPa；DW管路管材外径，42cm；管路焊缝系数，无缝钢管取1；管材需用应力20号钢，100MPa；本公式已计入管材的制造误差及腐蚀附加厚度。代入各参数后：则：排水管路壁厚满足现行煤矿井下排水泵站及排水管路设计规范第4.4.5条的规定。根据地质报告预测，矿井涌水量为1970.13m3/h，最大涌水量为2561.17m3/h，涌水量较大。对照煤矿防治水规定（2009版）矿井水文地质类型划分标准，矿井涌水量达到了复杂类型的限定值，矿井水文地
32、质类型应属复杂，和地质报告的结论存在一定区别。根据煤矿防治水规定（2009版）、煤矿安全规程（2010版）规定，应当在井底车场周围设置防水闸门，或者在正常排水系统基础上安装配备排水能力不小于最大涌水量的潜水电泵排水系统。由于高压水闸门尚无定型设计产品，因此设计暂未考虑设置防水闸门，设计拟采用配备潜水电泵排水系统。经计算，排水设备选用6台BQ550-838/22-1900/W-S型矿用隔爆型潜水电泵，每台水泵额定流量550m3/h，额定扬程838m，每台水泵配一台10kV,4极，1900kW矿用潜水泵专用隔爆型电动机。矿井建设中也可根据实际情况选用其它型号的潜水电泵，但选择的潜水电泵必须取得“M
33、A”标志，并且实际运行工况满足矿井实际需要，其排水能力不小于矿井最大涌水量。排水管路选用3趟D42622的聚乙烯涂层复合钢管，管路沿风井井筒敷设至地面。排水设备能力新、旧管情况下，均满足矿井最大涌水量排水要求。根据地质报告结论，“太原组上段L8+9石灰岩为二1煤层主要充水含水层，校正后的单位涌水量0.00050.059l/s.m，综合边界条件和矿区构造控水特点分析，依据DZ/T0215-2002号国标，二1煤层水文地质勘探类型为第三类第二亚类第二型，即以底板进水为主的岩溶充水条件中等型矿床”。自2007年开始，经过三年多的建设，矿井目前各系统已基本形成，工作面设备正在安装。矿井建设过程比较顺利
34、，未发生过重大突水事故。据矿上提供的资料，矿井目前实际涌水量约160m3/h，仅为地质报告预计的涌水量的8.1%左右。综合以上情况，考虑到XX省XX煤田XX二井田勘探报告编制时掌握的水文地质资料有限，水文地质计算依据尚欠充分，且水文地质勘探类型划分依据主要是煤、泥炭地质勘查规范（DZ/T0215-2002）和矿区水文地质工程地质勘探规范（GB12719-91）。目前矿井各系统已基本形成，对水文地质条件的揭露更加充分，因此，建议矿井按照煤矿防治水规定相关要求，针对本矿井的水文地质条件进行研究，编制矿井水文地质类型划分报告，确定本矿井的水文地质类型。如果矿井水文地质类型划分报告确定本矿井水文地质类
35、型属于复杂或极复杂，则必须设置潜水电泵排水系统；如果确定本矿井水文地质类型属于中等，则可根据矿井的防治水要求，投产后适时建设潜水电泵排水系统。六、矿井压风设备原设计选用3台VWK160型16.5-28.2/0.7地面矿用螺杆变频空气压缩机，其中2台工作，空压机排气量16.528.2 m3/min，排气压力0.7MPa。配交流、380V，160kW电动机。空压机采用水冷方式。冷却水量为：16m3/h/台。本次修改设计结合建设方设备订货情况，选用4台MM250 A/C/SG型地面螺杆空气压缩机，每台空压机排气量42.5 m3/min，排气压力0.75MPa，配10kV，250kW电动机。空压机采用
36、风冷方式。可以满足矿井压风需要。压风机选型过程如下：1、设计依据本矿井在井下2个综掘工作面、1个普掘工作面设有风动工具，具体为：2个综掘工作面的用风工具为：MGJ-II单体锚杆机 2台 耗气量34 m3/min/台 PS-JP混凝土喷射机 1台 耗气量58 m3/min/台1个普掘工作面的用风工具为：ZY-24气体凿岩机 2台 耗气量2.8 m3/min/台G10风镐 2台 耗气量1.2 m3/min/台MGJ-II单体锚杆机 1台 耗气量34 m3/min/台 HPC-V混凝土喷射机 1台 耗气量58 m3/min/台2、空压机选型分析本矿井地面没有需用压气的设备，只有井下风动工具需用压气作
37、为动力源。本设计对选用井下移动式空压机和地面固定式空压机进行了分析比较。井下移动式空压机在技术上具有压气管路短，减少管道空气漏损，提高工作气压，使风动工具充分发挥能力，降低电耗等优点，同时又在经济上具有节省压气管路投资和地面空压机站的土建投资等优点，但井下空压机管理相对困难。根据国家安全监管总局国家煤矿安监局的安监总煤行2007167号文件以及现行AQ1055-2008号文件标准，所有煤矿必须安装压风系统，且必须设有地面压缩空气站和下井压缩空气管路。综合考虑，从管理方便出发，设计选用地面固定式。矿井空压机房与矿井选煤厂空压机房统一布置，便于管理，维护。3、压缩空气量计算根据井下风动工具配置情况
38、及风动工具不同时工作的特点，计算各掘进头的供气量为：总=12Miqiki =1.21.151.0（22.80.99+21.20.99+280.99+340.98）=49(m3/min)1-沿管路全长的漏风系数，应取1.11.2，在此取1.2。2-机械磨损损耗增加系数，应取1.11.15，在此取1.15，供井下设备用风。-海拔高度修正系数，当海拔高度大于1000m时应取1，当海拔高度大于1000m时，每增高100m系数应增加1。在此为1.0。4、空压机选型及空压机站根据计算的耗气量，结合现场实际情况，设计选用4台MM250 A/C/SG型地面螺杆空气压缩机，每台空压机排气量49 m3/min，排
39、气压力0.75MPa，配10kV，250kW电动机。空压机采用风冷方式。后期（20年后）由于输送管路太远，约在9km左右，在后期风井处设置重新考虑空压机房。5、压气管路本矿井地面以及敷设在回风立井井筒的主干管为DN200低压流体输送钢管，支管为DN80低压流体输送钢管，去往各个掘进头用风点。管路连接采用普通的快速管接头，每300m左右加一个大伸缩量快速管接头。七、矿井提升设备原设计考虑到经济合理、技术可靠等方面，主井电控系统采用交流同步电机交交变频拖动方式，主要传动控制设备进口，高压柜、整流变压器等国内生产。本次修改设计根据建设方订货设备情况，选用DTC直接转矩交直交变频控制系统，与原设计的交
40、交变频控制系统相比，有控制精度高、系统可靠、功率因素高、系统结构简单、对电网污染小等优点。八、供电系统对原初步设计2回110kV电源取自XX一矿区域变电站的线路长度按实际长度进行修改，根据建设方实际设备订货情况，对矿井主变压器型号、综合自动化系统等进行调整。井下计算电流：正常涌水时Ij=844A、最大涌水时Ij=1004A、灾害排水时主排水泵房13台泵工作电流Ij1149A；经计算并结合建设单位意见，矿井选用6回MYJV42-10kV 3185 型煤矿用阻燃交联聚乙烯绝缘电力电缆和2回MYJV42-10kV 3120 型煤矿用阻燃交联聚乙烯绝缘电力电缆下井，其中6回MYJV42-10kV 31
41、85 型煤矿用阻燃交联聚乙烯绝缘电力电缆引至井下中央变电所，再从中央变电所出2回路至井下采区中部变电所；2回MYJV42-10kV 3120 型煤矿用阻燃交联聚乙烯绝缘电力电缆引至副井底10kV变电所。当1回电缆故障, 各变电所其余电缆能够满足各自供电范围内用电设备供电要求。井下10kV电源取自矿井地面110kV变电站10kV的不同母线段，其中6回下井电缆经副立井及管子道直接引至井下中央变电所及采区中部变电所的高压进线柜，另2回经主立井直接引至副井底10kV变电所的高压进线柜。根据矿井新增抗灾潜水泵情况，在主井井口房附近设置独立式地面抗灾潜水泵高压配电室，采用2回10kV 电源引自地面110k
42、V变电站10kV侧不同母线段，每回电缆为2根交联聚氯乙烯，型号为YJV22-10kV 3240。在配电室内设KYN28A-12金属移开式高压开关柜12台和6台型号为HDQ-1900/10kV 的10kV软起动柜，对井下6台潜水泵采用一对一直接供电，电缆为MYJV42-10kV 395。井下中央变电所高爆开关采用具有高压漏电保护装置的PBG1-/10Y智能型防爆高压真空配电装置37台；KBSG矿用防爆型干式变压器2台，型号为KBSG-160/10 10/0.69kV 160kVA；具有选择性漏电保护的KBZ矿用防爆型自动馈电开关（分开关设有选择性漏电保护装置）11台。副井井底变电所采用具有高压漏
43、电保护装置的PBG1-/10Y智能型防爆高压真空配电装置9台、KBSG矿用防爆型干式变压器2台，型号为KBSG-630/10 10/0.69kV 630kVA；具有选择性漏电保护的KBZ矿用防爆型自动馈电开关（分开关设有选择性漏电保护装置）14台。上仓带式输送机变电所采用采用具有高压漏电保护装置的PBG1-/10Y智能型防爆高压真空配电装置5台、QBGZ-/10智能型防爆高压真空启动器4台，KBSG矿用防爆型干式变压器2台，型号为KBSG-315/10 10/0.69kV 315kVA；具有选择性漏电保护的KBZ矿用防爆型自动馈电开关（分开关设有选择性漏电保护装置）6台、真空磁力起动器QBZ型
44、13台。采区中部变电所采用具有高压漏电保护装置的PBG1-/10Y智能型防爆高压真空配电装置11台、KBSG矿用防爆型干式变压器4台，其中2台型号为KBSG-630/10 10/1.14kV 630kVA、2台型号为KBSG-315/10 10/1.2kV 315kVA；具有选择性漏电保护的KBZ矿用防爆型自动馈电开关（分开关设有选择性漏电保护装置）25台。组合开关均采用QJZ-1600/1140（QJZ-1600/3300）系列矿用井下组合开关，该设备在出现过载、短路、漏电、断相等故障时能自动切断电源并显示及记忆故障信号，开关在合闸前还具有漏电闭锁及试验功能。巷道掘进工作面的局部通风机采用“三专二闭锁（专用变压器、专用开关、专用线路、风电闭锁、瓦斯闭锁）”方式供电，其线路的馈电开关具有选择性漏电保护装置，并能实现风电、瓦斯闭锁。同时，局部通风机采用双电源自动切换方式供电。井下照明电压为127V，井下各机电硐室、主要巷道、采煤工作面等均设固定照明，其照明电源就近取自井下各自变电所及移动变电站的照明变压器综合装置，由矿用隔爆型照明、信号综合装置配电。照明灯具采用DGS20/127Y(B) 127V 20W矿用隔爆型荧光灯，采煤工作面照明灯具采用DGC/127 127V 35W矿用防爆型支架灯，爆炸材料库照明灯具采用DGS-60/127 127V 60W矿用防爆
