安全专篇设计变更Word文件下载.docx
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2型强力胶带输送机，安装架空乘人器，铺设消防洒水、压风管路与通讯电缆。
副立井（原西竖井）：
位于井田西部，担负全矿矸石、小型材料、设备的辅助提升任务，设梯子间，同时兼做入风井和安全出口。
井筒净直径3.8m，净断面11.3m2，井筒垂深301m，采用锚网喷浆支护，支护厚度120mm。
井筒内装备3.8m3罐笼，铺设排水管路与动力电缆。
回风立井（原东竖井）：
位于井田东部，担负全矿回风任务，设梯子间，同时做矿井安全出口。
井筒净直径3.6m，净断面10.2m2，井筒垂深210m，采用锚网喷浆支护，支护厚度120mm。
二、通风系统、通风设备与风量变更
1、通风系统变更
原设计采用中央分区抽出式通风方式，东立井、西立井进风，回风斜井回风。
变更为：
采用中央分列抽出式通风方式，主斜井、副立井（西立井）进风、回风立井（东立井）回风。
井下进、回风巷道与原设计相同（运输下山进风、轨道下山回风）。
2、通风设备变更
原设计在回风斜井井口安装BK40-6-№16型轴流通风机二台，电机功率2×
55KW，一台工作，一台备用。
在回风立井（东立井）井口安装FBCDZ-6-№16型轴流通风机二台，电机功率2×
75KW，一台工作，一台备用。
3、矿井风量、负压与等积孔变更
根据原设计矿井风量计算可知：
矿井前、后期总用风量均为36.32m3/s，矿井总负压：
h最小=161Pa；
h最大=229.61Pa。
通风系统和回采工艺改变后，矿井风量、负压与等积孔计算如下：
（一）矿井通风风量计算与分配
1、矿井通风风量计算
根据《煤矿安全规程》第一百零三条规定，矿井需要的风量按下列要求分别计算，并取其中的最大值。
（1）按井下同时工作的最多人数计算
Q矿=4NK矿
式中：
Q矿—矿井总需风量，m3/min；
4—每人每分钟供风标准，m3/min；
N—井下同时工作的最多人数，取50人；
K矿—矿井通风系数，取K矿=1.20。
Q矿=4×
50×
1.2=240.0（m3/min）=4.0（m3/s）
（2）按采煤、掘进、硐室与其它地点实际需风量的总和计算
Q矿=（∑Q采+∑Q掘+∑Q峒+∑Q它）×
K矿
∑Q采—各采煤工作面实际需风量总和，m3/min；
∑Q掘—各掘进工作面实际需风量总和，m3/min；
∑Q峒—独立通风硐室实际需风量总和，m3/min；
∑Q它—除采掘硐室外其它需风量总和，m3/min。
采煤工作面需风量计算
a、按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算：
Q采=100（67）×
q采×
Kc
Q采—采煤工作面需要风量，m3/min；
q采—采煤工作面绝对瓦斯（或二氧化碳）涌出量，m3/min；
经计算得采煤工作面的绝对瓦斯涌出量为2.94m3/min，绝对二氧化碳涌出量为5.8m3/min；
Kc—工作面因瓦斯（或二氧化碳）涌出不均匀的备用风量系数，取1.5。
瓦斯：
Q采=100×
2.94×
1.5=441.0（m3/min）
二氧化碳：
Q采=67×
5.80×
1.5=560.8（m3/min）
b、按工作面温度计算：
Q采=60×
VC×
SC×
Ki
VC—回采工作面适宜风速，取1.5m/s；
SC—回采工作面平均有效断面，按实际采高2.6m，最大和最小控顶有效断面的平均值计算，取10.6m2；
Ki—工作面长度系数，取1.2。
Q采=60×
1.5×
10.6×
1.2=1144.8（m3/min）；
取Q采=1145（m3/min）;
c、按工作人员数量计算
Q采=4nc
4—每人每分钟应供给的最近风量，m3/min；
nc—采煤工作面同时工作的最多人数，人。
Q采=4×
20=80（m3/min）
d、按风速验算
根据《煤矿安全规程》规定，回采工作面的最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s的要求进行验算。
即回采工作面风量应满足：
15×
Sc≤Q采≤240×
Sc；
即：
159≤Q采≤2544
根据上述计算，按工作面温度计算时为风量最大，且满足风速要求，故设计采煤工作面需风量为：
∑Q采=1145m3/min
掘进工作面风量计算
a、按工作人员数量计算
Q掘=4nj
nj—掘进工作面同时工作的最多人数，人
Q综掘=4×
9=36（m3/min）
Q普掘=4×
8=32（m3/min）
b、按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算：
Q掘=100（67）×
q掘×
Kd
Q掘—掘进工作面实际需风量，m3/min；
q掘—掘进工作面绝对瓦斯（或二氧化碳）涌出量，m3/min；
经计算得综掘工作面的绝对瓦斯涌出量为0.47m3/min，绝对二氧化碳涌出量为0.92m3/min；
普掘工作面的绝对瓦斯涌出量为0.18m3/min，绝对二氧化碳涌出量为0.37m3/min；
Kd—工作面因瓦斯（或二氧化碳）涌出不均匀的备用风量系数，综掘面取1.8，普掘面取2.0。
综掘面实际需风量为：
Q综掘=100×
0.47×
1.8=84.6（m3/min）
Q综掘=67×
0.92×
1.8=111.0（m3/min）
普掘面实际需风量为：
Q普掘=100×
0.18×
2.0=36.0（m3/min）
Q普掘=67×
0.37×
2.0=50.0（m3/min）
c、按炸药使用量计算
Q掘=25Aj
Aj—掘进工作面一次使用的最大炸药量，kg
Q掘=25×
6.0=150m3/min
d、按局部通风机吸风量计算
Q掘=Qf×
I×
Kf
Qf—掘进面局部通风机额定风量，m3/min；
I—掘进面同时运转的局部通风机台数，台；
Kf—为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，取1.2。
本设计配备两个掘进工作面：
均采用KDF-15型局扇供风，其额定风量为200m3/min。
Q综掘=200×
1×
1.2=240m3/min
Q普掘=200×
根据《煤矿安全规程》规定，煤与半煤岩巷掘进工作面的最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s的要求进行验算。
即掘进工作面风量应满足：
Sc≤Q掘≤240×
Sc
根据上述计算，按局部扇风机吸风量计算时为风量最大，且满足风速要求，故设计掘进工作面总需风量为：
∑Q掘=200+200=400m3/min
硐室需风量计算
井下独立通风硐室为轨道下山绞车硐室与水泵房、变电所硐室，所需风量为：
绞车硐室：
Q绞=60m3/min
水泵房硐室：
Q水=90m3/min
变电所硐室：
Q电=60m3/min
则ΣQ硐=（Q绞+Q水+Q电）=180m3/min
其它巷道需风量计算
按采煤、掘进、硐室风量总和的3%进行计算。
∑Q它=（1145+400+180）×
0.03=51.75m3/min
取∑Q它=52.0m3/min
经计算，矿井总需风量为：
Q矿=（1145+400+180+52）×
1.2=2132.4m3/min=35.54m3/min，
取Q矿=36.0（m3/min）
2、矿井风量分配
主井井筒：
22m3/s
副井井筒：
14m3/s
高档工作面：
20m3/s
综掘工作面：
4m3/s
普掘工作面：
1.5m3/s
变电所：
1.0m3/s
其它：
4.0m3/s
（二）通风负压计算
矿井主要通风阻力线为：
由主斜井入风，回风斜井回风。
风流流向为：
主斜井→主井车场与集中运输巷→运输下山→运输顺槽→工作面→回风顺槽→回风下山→集中回风巷→回风立井→地面。
通风阻力计算公式如下：
hi－井巷摩擦阻力，pa；
αi－井巷摩擦阻力系数；
pi－井巷净周长，m；
Li－井巷长度，m；
Si－井巷净断面积，m2；
Qi－井巷中通过的风量，m3/s。
h通＝h摩＋h局
h通－通风负压，pa；
h摩－摩擦阻力，pa；
h局－局部阻力，pa；
按摩擦阻力的10%计算。
经计算，矿井通风容易和困难时期的通风阻力分别为：
hmin＝165.02pa
hmax＝756.41pa
详见矿井通风阻力计算表，表5-2-1、表5-2-2。
3、等积孔计算
矿井通风的等积孔是衡量矿井通风难易程度的重要参数，其反映井巷或矿井通风阻力和风量的定量关系，按下式计算：
Ai—各通风系统的等积孔，m2；
Qi—各通风系统的风量，m3/s；
Hi—各通风系统的通风负压，Pa。
通风容易时期（后期）等积孔为：
3.33m2
通风困难时期（前期）等积孔为：
1.56m2
根据以上计算结果，矿井初期和后期通风等积孔分别为1.56m2和3.33m2。
从前、后期的等积孔数值看，前期属通风中等难度矿井、后期属通风容易矿井。
矿井目前已在立风井（东竖井）井口安装2台FBCDZ-6-№16型轴流通风机，电机功率2×
75KW，一台工作，一台备用，工作风量范围Q扇：
30—50m3/s，工作风压范围H扇：
300—800Pa。
经验算，该风机完全满足变更后矿井通风要求。
三、运输系统变更
1、主提升：
原设计东竖井、西竖井作为矿井主提升井，采用绞车箕斗提升，负担矿井主提升任务。
前期东竖井最大提升能力180kt/a，后期双井最大提升能力448kt/a。
斜井作为矿井主提升井，主斜井安装DX1000/90×
2型强力胶带输送机提升，提升能力为250~300t/h。
按年生产330d，日提升16h，提升能力可以满足矿井设计生产能力。
2、辅助提升：
原设计中辅助运输系统为斜井矿车提升，斜井安装JK1600×
1200型提升机。
主斜井作为矿井主提升井，安装大倾角皮带，负担提升原煤。
在另一侧安装架空乘人器，在架空乘人器下方铺设24型轨道，轨距600mm，负责运输采煤机、液压泵、移动变电站、滑移支架等较大型设备任务，使用原有JK1600×
副立井（西竖井）采用罐笼提升，安装2JK-2
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