塔山四盘区副井临时改绞施工组织设计20200615.docx

同煤塔山西部工业广场副立井临时改绞施工组织设计施工单位：中煤矿山建设（集团）有限责任公司三十工程处日期：二零二零年5月二十日1 .工程概况及编制依据11.1 工程概况11.2 编制依据11.3 改绞工程特点11.4 改绞前提12 .改绞方案22.1 改绞总体方案22.2 井筒布置方案23 .建井期间生产系统23.1 提升与运输23.2 通风系统83.3 压气系统163.4 供排水系统163.5 供电系统173 .6其他辅助系统214 .施工方案及安装工序214.1 施工方案214.2 安装工序224.3 工程工期235 .施工准备255.1 技术准备255.2 施工现场准备255.3 人员、设备材料准备255.4 工程项目开工管理流程275.5 构件加工制作、防腐、运输及保管276 .箕斗提升临时改绞安装主要施工工艺306.1 作业方式306.2 测量定位316.3 封口盘安装316.4 装载平台、计量装置、井下套架及导向安装326.5 罐道绳生根平台安装356.6 悬吊管路和电缆的安装366.7 钢丝绳罐道绳安装376.8 天轮平台安装396.9 井口套架及导向装置安装396.10 披绳挂罐406.11 过卷、过放416.12 井口卸煤槽安装436.13 井下临时泵房设备安装436.14 井下临时变电所设备安装457 .劳动组织及主要施工设备材料467.1 工作制467.2 劳动组织467.3 主要设备机具及材料478 .质量保证措施528.1 质量目标528.2 质量保证措施529 .安全保证措施539.1 一般安全制度：539.2 高空作业部分：559.3 稳绞提升：569.4 井筒装备施工安全措施579.5 井下施工安全措施599.6 运输及起重作业注意事项609.7 电气焊作业注意事项619.8 安全要求619.9 安全管理组织机构6310 .文明施工及消防措施6310.1 文明施工措施6310.2 消防措施64附件L排水系统选型计算52附件2：钢丝绳选型计算书54附件3:塔山副井改绞各梁的选型计算63附图清单1井筒平面布置图2天轮平台布置图3封口盘钢结构图4井口套架及导向平面图5井口套架及导向二平台梁平面图6井口套架及导向三平台梁平面图7井口卸煤仓总图8井下装载侧视图、正视图9稳绳生根平台平面布置图10改绞后井下供电系统图11过渡期供电系统图1 .工程概况及编制依据1.1 工程概况根据2020年1月16日同煤大唐塔山煤矿有限公司专业会议纪要内容，同意施工单位的临时改绞工程划分方案，中煤三建三十处负责完成进风立井箕斗提升改绞、临时煤仓安装、压风、供电、供水、排水、主运输、监控、通讯信号系统的安装。根据相关规程规范及同类工程施工经验，考虑副立井在四盘区工程施工期间将适时进行永久装备，确定两井临时改绞考虑的系统如下：。进风井临时改绞形成供电、排水、压风等辅助系统，须满足井下所有工作面(7个综掘工作面)的正常生产。塔山副立井井筒净直径为10.5m,井口到井底马头门底板深713.5m,井底水窝47m。1.2 编制依据1煤矿安全规程2煤矿建设安全规范AQ1083-20113煤矿井巷工程施工规范GB50511-20104钢结构设计规范GB50017-2003；5工业建筑防腐蚀设计规范GB50046-2008；6煤矿设备安装工程施工规范(GB51026-2014)；7煤矿设备安装工程质量验收规范(GB50946-2013)；8国家现行的有关煤矿建设工程法律、法规、条例、规范、规程、标准等。1.3 改绞工程特点临时改绞时，矿井井下二、三期工程施工的配套系统，如提升、供电、压气、通风、排水、信号等，应在临时改绞时予以同步形成，同时，临时改绞后，井下要施工部分措施工程。1.4 改绞前提1临时改绞前，形成过渡时期的井下变配电和排水。2与改绞相关联的矿建工程全部结束。3立井马头门底板以下的深度满足临时改绞要求。2 .改绞方案2.1 改绞总体方案塔山四盘区副立井箕斗提升临时改绞，拟采用2JKZ-4.0/15型提升机配2只9t箕斗（轻型）。2.2 井筒布置方案井筒布置见塔山四盘区副立井箕斗提升临时改绞井筒平面布置图，井筒设施平面布置简单说明如下：1布置9t轻型箕斗2只；2布置压气管1路，规格为159mm壁厚6mm。3布置供水管1路，规格为108mm无缝钢管，壁厚6mm。4布置排水管1路，规格为159mm无缝钢管，壁厚8mm。5布置动力高压电缆2路，规格为MYJV42-8.7/103X185；6布置风机专用高压电缆1路，规格为MYJV18.7/103X957布置通讯电缆1路，规格为MHYV32-24X2X0.88布置信号电缆2路，规格为MKVV32-450750V24X2.59布置监控电缆1路，规格为MHYV32TOX2X1.010安全梯1套11安装临时变电所一座；12安装临时排水泵房一座；采用钢丝绳罐道，并采用SGY液压螺杆拉紧装置张紧；管路的悬吊钢丝绳均挂于天轮平台上，电缆、风筒的悬吊钢丝绳均挂于封口盘上，其中电缆为单绳悬吊，管路为双绳悬吊，管路、电缆宜从封口盘下引出井口。3 .建井期间生产系统3.1 提升与运输3.1.1提升系统塔山副井井筒施工采用VG型井架凿井（基础顶面至天轮平台顶面高度27.Im）,凿井期间主、付提升布置1台2JKZ-4/15型绞车，配7.Om3吊桶提升和一台JKZ3.5/15型绞车，配7.0M和5.Oi/吊桶提升。提绞车参数见下表：提升机技术特征型号滚筒最大静张力传动比选用电动机个数直径宽度型号功率转速个mmKgKwRpm2JKZ-4.0/1524.02.652400015YR1000-102×1000591JKZ-3.5/1513.52.51700015YR1250T01250591改绞前利用原提升系统进行井底车场等施工，临时改绞后继续利用一期施工VG型凿井井架，提升系统配置一台2JKZ-4/15型绞车，配9t轻型临时箕斗一对提升，提升配置如下：1箕斗提升系统提升机：采用2JKZ-4/15型提升机箕斗：9t轻型临时箕斗（一对）井下装载：液压装载，计量装置地面卸载：曲轨自动卸载地面转载：转载皮带3.1.2箕斗提升系统验算3.1.2.1提升钢丝绳选型计算1计算条件：安全系数：专为提物时：hl=6.5；井口至马头门高度：取713.5m；提升高度：h=713.5+16+ll.5=741.5m井下装载高度16m井上卸载高度11.5m井架高度取30m最大悬垂高度：Ho=713.5+16+3O=759.5m箕斗自重Qi=4900kg箕斗容积V=9.9m3装满系数K=0.9煤松散容重8=1000kgm3岩石松散容重YS1600kg3安全系数叱=6.5钢丝绳强度。11=1870Mpa提煤时：计量装载装置定重为900Okg钢丝绳终端荷载：Q煤=Q+9000=13900kg提肝石时：计量装载装置定重为10500kg钢丝绳终端荷载：Qfif=Q1+10500=15400kg2钢丝绳最大终端荷载为提砰石时3钢丝绳单位重量计算PS =&“C Htna154()()6Mkg m式中钢丝绳的公称抗拉强度，取OB=I870MPa加规程规定的钢丝绳的安全系数，提物时，巩=6.54钢丝绳选择根据计算结果，选18X7-46+FC-1870(GB8918-2006)型钢丝绳，其最小钢丝破断拉力总和为Q(=l.283×1230×1000/9.81=160865kg,单位长度重量为PSB=8.25kgm,最粗钢丝直径3.4mm。5安全系数校核ma =QdQo + PSB X HO160865) C=7.4215400 + 8.25 x 759.5>6.5根据计算，所选18X7-46T870型钢丝绳满足安全使用要求。3.1.2.2提升机校验1钢丝绳绳偏角校验塔山副井临时改绞提升钢丝绳偏角计算55000B一滚筒宽度2650mmd钢丝绳直径46mmS一天轮间距2300mm£ 一钢丝绳间距取l-3mme一两滚筒间隙IOOnIInL一提升钢丝绳弦长Rt天轮半径1750mmh一天轮中心到地面距离h=27000+I530+275=28805mmC一滚筒中心到地面距离，为900mmb：滚筒轴线到悬吊绳间水平距离b=55000-1890=5311OmmG:滚筒轴到井中距离偏角P：仰角钢丝绳弦长L=J(b-Rt)+g-C)Z=5845Imm偏角。奔=arctan2=1022'偏角a内=QrCtan=105'根据煤矿建设安全规范(AQlO83-2011)第6.8.4.3条“天轮到滚筒上的钢丝绳的最大内、外偏角都不得超过1°30',单层缠绕时，内偏角应保证不咬绳”。满足要钢丝绳仰角6翻二arctan28.53°根据煤矿建设安全规范(AQIo83-2011)第6.9.1.5条“当提升钢丝绳仰角大于35°时必须对天轮轴的强度进行验算”。满足要求2滚筒直径校验：D=4000mm60ds=60×46=2760mmD=4000un900=900×3.4=3060mm3滚筒宽度校验：B=(管+5)(d+°=筋+5)(46+3)=3255mm缠绕层数n=BBk3255/2650=1.23(层)，需缠两层钢丝绳。式中：H钢丝绳提升高度，H=741.5m30试验绳长度30米一一绳圈间隙，取3；d绳径d=46mm5摩擦圈数5圈n缠绳层数根据以上计算，绞车滚筒宽度符合规定。4钢丝绳作用在滚筒上的最大静张力和静张力差校验：1)最大静张力实际静张力：Fj=Qo+PsbHo=15400+8.25×759.5=21666kgFjV绞车的最大静张力(24000kg),满足要求。2)静张力差实际静张力差：Fj=Q+PsbHo=10500+8.25×759.5=14886kg实际静张力差FjlV绞车的最大静张力差(2100Okg)5电机功率校验(简明建井工程手册上册P849)提升机最大速度Vm=(n/(60i)D=8.27ns电机功率P=KXF，X匕÷102÷nc=1.15×1488×8.27÷102÷0.85=1632.9kw<2000kw式中：K矿井阻力系数，取1.15电机满足使用要求。6煤矿安全规程中规定：“箕斗、罐笼提升，其过卷高度和过放距离不得小于下表确定数值”提升速度/(ms)3468>10过卷高度、过卷距离/m4.04.756.58.2510.01)验算主提绞车最大提升速度为8.27mso2)用插值法计算箕斗提升的过卷高度不得小于8.48米3)h=H-(h1+h2+O.5R)=28.05-(6.825+10.112+0.875)=10.238m满足煤矿安全规程要求。式中：h提升过卷高度，mH井架提升高度即井口水平至提升天轮轴的距离，28.05mh1一一箕斗卸煤高度，6.825mh2一一箕斗、钩头连接装置总高度，10.112mR提升天轮公称半径，1.75m3.1.2.3提升天轮校验选用中3.5m凿井提升天轮。天轮直径：D260ds即D260X46=2760mm,符合要求。D900即D2900X3.4=3060mm,符合要求。3.1. 2.4箕斗提升能力计算采用6阶段速度图计算Ts。已知参数：提升高度H=741.5m;最大速度Va片8.27m/s；加(减)速度a=0.6ms2;爬行距离=3m,爬行速度V4=0.5m/s；曲轨卸载距离lx=7.6m；卸载曲轨内运行速度V=l.5m/s；休止时间=30so各阶段运行时间及运行距离计算如下：1加速阶段t=Vmaa=8.27/0.6=13.78sh1=Voax7(2a)=56.94m2减速阶段减速阶段运行时间t3=(Vnwx-V1)a=12.94s减速阶段运行距离h3=(Vj-V42)/(2a)=56.73m3爬行阶段爬行阶段运行距离h1=3m爬行阶段运行时间t尸hV1=6s4停车阶段停车距离：hs=0.Im停车时间：t5=ls5等速阶段h2=H-h1-h3-h4-h5=741.5-56.94-56.73-3-0.1=624.73mt2=h2VBaX=624.73/8.27=75.54s6曲轨卸载时间tx=2lvx=10.13s7一次提升循环时间为：Ts=t1+t2+t3+t4+t5+0+tx=13.78+75.54+12.94+6+1+30+10.13=149.39提升能力计算:A式中：X 9.0 CrKTt36()0足1.t5×149J9-188.6thG一一箕斗提煤时定重提升重量，9000kgG提升不均匀系数，取C=l.15Ts次提升循环时间，s每天按18小时提升时间，则箕斗提升能力可满足煤巷每天3395吨的提升要求。3.1 .3运输系统临时改绞前利用原凿井设施排砰（煤），即煤（砰）由抓岩机抓入吊桶提至二平台经卸肝溜槽至地面，由自卸汽车转运至指定地点；支护材料等由吊桶下放。临时改绞后，工作面煤（肝）由临时皮带（或刮板输送机）转至井下集中运输皮带,经破碎机破碎后入临时煤仓，定重计量后由临时箕斗提至井口经曲轨卸载，经地面转载皮带运送到装运点。材料运输利用回风井罐笼运输，下井后采用无轨胶轮车运输。3.2 通风系统3.2.1概述改绞后二期工程施工时形成全风压通风系统，掘进工作面供风局扇安装在井下新鲜风流处，副立井井底水窝供风仍在副立井井筒内布置一趟1000mm胶质风筒供风。二期工程施工时，另行编制二期工程施工通风设计。临时改绞前，施工两井短路贯通巷道时，在副立井井筒内布置三趟IOoOmm胶质风筒，在副立井井口20m开外安装六台FBDN8.0/2X55型煤矿用防爆对旋轴流通风机（三主三备），采用压入式通风，通过中100omm胶质风筒向井下各用风地点供风，其中一路局扇供风系统为副立井井底水窝供风，另外两路局扇供风系统分别为副立井井底清理斜巷掘进工作面、副立井侧短路贯通巷道掘进工作面供风。在改绞完成后，对副立井井架进行封闭，由于箕斗卸载高度比较高，井架采取全封闭，井架侧面封闭骨架用120方钢，并外敷650彩钢板，方钢骨架的间距为Inb槽钢骨架与井架之间采用焊接连接，井架每侧设置方钢横梁26根，平均长度约为12.Im,行人通道设连锁风门，行人通道为钢结构。立柱采用120b工字，埋深80OmIn,顶梁采用12号槽钢，立柱、顶梁间距为1米，外敷100彩钢板。进风道为钢结构，长度为20米，立柱采用12Ob工字钢，埋深80OmIIb顶梁用12号槽钢，立柱、顶梁间距为1米，外敷100彩钢板并在进风通道外设置不低于2米高的围栏，防止行人通过。3.2.2施工副立井侧短路贯通巷道局部通风系统设计（一）通风方式、通风路线、通风设备、设施1、通风方式：根据煤矿安全规程规定及副立井侧短路贯通巷道实际情况，确定在掘进期间通风方式采用2台型号为FBDNQ8.0-2X55KW局部通风机（1主1备）进行压入式通风。局部通风系统必须合理可靠，保证工作面有足够的新鲜风流，保证工作面每人供风量不低于4m3Inin,保证巷道内风速不低于0.25ms,不高于4ms,保证巷道内和工作面任何地方有害气体和甲烷浓度不超限，保证巷道内和工作面任何地方的粉尘不超标，巷道内气候舒适。2、通风路线：（1）进风系统：地面一地面局扇一副立井井筒内风筒一井下巷道风筒一工作面迎头（2）回风系统：工作面迎头一井下巷道一副立井井筒一地面3、局部通风机、配套通风设施及防尘、隔爆、监测设施的安装位置：局部通风机及其启动装置安设在地面距离副立井井口20m开外位置，局部通风机必须垫高上架，距离地面高度不小于Imo风筒传感器安装在距风筒末端50米范围内；工作面风流甲烷传感器Tl安装在距工作面不大于5m处，且无风筒一侧；回风口甲烷传感器T2安装在距回风巷口1015m处;巷道配电点处安装甲烷传感器T3;机载甲烷断电仪；汇合回风流处必须安装甲烷传感器；进入巷道后，距离下井口200In位置搭设一组隔爆水棚。4、风筒的选择、敷设方式：风筒采用直径为100Omm的柔性阻燃风筒。为防止副立井井筒内风筒因自重坠落,井筒内风筒采用钢丝绳沿井壁牵引固定，地面采用稳车牵引钢丝绳或一端固定好的钢丝绳牵引，各风筒接头处采用铁内箍和卡子固定连接，并做到逢环必挂、生根牢固。巷道内风筒采用6分钢丝绳吊挂，末端20m除外，风筒吊挂在巷道铺设输送机胶带侧。加强风筒吊挂质量及风筒管理，风筒应吊挂竖直、平齐，风筒接头严密，无破口，异径风筒接头用过渡节，拐弯处设硬质弯头，逢环必挂，不得出现拐死弯现象,加强通风管理，减少风筒漏风。风筒末端到工作面的距离和风筒出口风量应符合作业规程规定。一般要求：岩巷：风筒末端到工作面的距离10m;半煤岩巷：风筒末端到工作面的距离8叱煤巷：风筒末端到工作面的距离W5m。（二）局部通风机“三专两闭锁”局扇必须挂牌管理，专人负责，局扇安装两台，一台局扇工作,一台局扇备用，主、备风机与供风风筒采用切换三通连接，两台风机装设“三专”（专用变压器、专用开关、专用线路）；“两闭锁”（风电闭锁、瓦斯电闭锁）设施、并且能够实施双风机、双电源“自动分风，自动切换”的功能。电源来自变电所专用变压器、专用馈电开关，由专用开关引出专用线路接至局扇。每天进行主、副风机自动切换试验。“三专两闭锁”功能如下：只有在局扇正常供风、掘进巷道内的瓦斯浓度不超过规定值时，方能向巷道内机电设备供电；当局扇停转时，自动切断所控机电设备电源;当甲烷浓度超过规定值时，系统能自动切断甲烷传感器控制范围内的电源，而局扇仍可照常运转。若局扇停转、停风区内瓦斯浓度超过规定限制时，局扇便自行闭锁，重新恢复通风时，要人工复电、送风。（三）掘进工作面风量计算及局部通风机选型计算巷道通风基本参数掘进巷道最大通风断面S如=3O11A根据矿瓦斯等级鉴定结果，掘进贯通巷道甲烷绝对涌出量暂定为LOm3min,二氧化碳绝对涌出量暂定为0.5n?min,甲烷和二氧化碳涌出量分别取值为CH4绝对涌出量=1.0m3minC02绝对涌出量=0.5m3min1、按瓦斯涌出量计算Q掘=125Xq掘CH4XK掘CH4=125XL0X2=250m3min式中：Q掘掘进工作面风筒末端的实际需要出风量，m3/min；q掘CH4掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量，in3/min；K掘CH4工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，K取2；125按掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过0.8%的换算系数。2、按二氧化碳涌出量计算Q掘=67Xq掘C02×KffiC02=67×0.5×2=67m3min式中：Q掘一一掘进工作面风筒末端的实际需要出风量，m3min;q掘C02掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量，m3min;K掘C02一工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，K取2；67按掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5国的换算系数。3、按使用炸药量计算（工作面爆破排除炮烟计算）施工贯通巷道时，考虑到半煤岩巷掘进，采用机掘和炮掘交叉作业，岩层段采用放炮掘进，煤层段采用综掘机掘进。Q掘=IOA=IOX40=4OOm3/min式中：Q掘一一掘进工作面风筒末端的实际需要出风量，m3min;A-掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，kg,此取A=40kg;10一一每千克二、三级煤矿许用炸药爆破后稀释炮烟所需的新鲜风量最小为IOm3mino4、按工作人员数量计算Q掘24N掘式中：N掘掘进工作面同时工作的最多人数，取30。Q掘=4X30=120?min5、按巷道允许的最低风速计算无瓦斯涌出的岩巷Q掘260X0.15S掘=60X0.15X30=270113min一一有瓦斯涌出的岩巷、半煤岩巷和煤巷Q掘Q掘Xo.25S掘=掘X0.25X30=450m3min式中：S掘一一掘进工作面巷道的净断面积，m2,S掘=30110.15无瓦斯涌出岩巷的允许最低风速，m/s；0.25有瓦斯涌出的岩巷、半煤岩巷和煤巷允许的最低风速，m/so按上述15条件计算的最大值，掘进工作面风筒末端的实际需要出风量不得小于Q掘=450?/min。6、按最大风速进行验算Ql60×4.0Sjs=240×30=7200m3min式中：Q掘掘进工作面需要风量，m3min；S堀一一巷道最大通风断面30m<4.0一一有瓦斯涌出的岩巷、半煤岩巷和煤巷允许的最高风速，m/so7、选择局部通风机(1)局部通风机实际需要吸风量计算以掘进工作面计算需要风量Q掘和巷道设计最大供风距离120Onb计算局部通风机需要吸风量。Q扇需二Q掘/(掘/01XL掘X11)=450/(1-0.01×1200×3.13%)=720m3min式中：Q扇需局部通风机实际需要吸风量，113min;Q掘一一掘进工作面风筒末端的实际需风量，经计算，取45(3min;n一风筒百米漏风率，经查表，取3.13%；L掘一一掘进工作面供风风筒长度，最大供风距离，取1200m。风筒百米漏风率取值表风筒长度(m)1002003004005006007008009001000n(%)7.416.145.3254.624.324.013.763.63.42风筒长度(m)1200140016001800200022002400260028003000n(%)3.132.892.682.52.342.22.081.961.851.75经计算，掘进工作面反U筒末端的实际需风量1X450m3min,局部通1风机实际需要吸风量为720m*min。经验算，掘进工作面风量应：不小于450m7min且不大于7200m'/min。(2)局部通风机风压计算风筒最长按1200m计算，副立井井深713.5m,井下短路贯通巷道最长为400m,采用100OnInl胶质风筒，每节风筒长为IOI风筒风阻计算如下：A、风筒摩擦风阻Rpx=6.48××LD5式中：R摩一一风筒摩擦风阻，N.s2.m-8；a胶质风筒的摩擦阻力系数，N.s2.m,取0.0029N.s2.mD风筒直径，取1.0m；L风筒总长，取1200m；R慵=6.48X0.0029X1200/1.()5=22.6Ns2m8;B、风筒局部风阻R局=0.2XR摩=0.2X22.6=4.5N.s2.m8风筒总风阻R总R总二R摩+R局=22.6+4.5=27.1N.s2.m8局部通风机全压：Ht=RQaQh+hvo=RQaQh+0.811PQh2D4式中：Ht局部通风机全压，Pa；R风筒的总风阻，取27.1N.S2ms；Qh风筒出口风量，取7.5m7s(450/60=7.5)；Qa局部通风机的工作风量，取1211)3s(720/60=12)；hvo风筒出口动压损失；P空气密度取1.2kg/m3；D风筒直径取1.0m0Ht=27.1×12×7.5+0.811×1.2×7.521.O4=2494Pa局部通风机的设计工况点：Q=720m3minHt=2494Pa(3)局部通风机选型FBD型煤矿用防爆压入式对旋轴流局部通风机主要技术参数序号型号规格功率kW风量M3min全压Pa电压V最高全压效率困噪声dBa251No6/2×152×15380-2801000-4500380v660v2802Nfl6.3/2X302×30550-3801000-580080253Nfl6.7/2X372X37680-4501200-600080254No7.1/2X452X45800-5001200-6800280W255Na82×552X559507001500-7000280256No10/2X752X7516508001000-500028025局部通风机选型：通过以上计算，可选用FBDNo8.02×55KW型煤矿用防爆压入式对旋轴流局部通风机。FBDNo8.0/2X55型煤矿用防爆对旋轴流通风机主要技术参数风机型号功率(kW)风量(m7min)全压(Pa)最高全压效率(%)噪声LSAdB(Pa)电压(V)FBDN8.0/2×552X559507001500-700028025380/660660/1140根据矿井实际使用经验，煤矿井下使用的2×55KW的局部通风机最大吸风量可达850m3min(风机开二级)，故掘进时选择在地面距离副立井井口20m开外位置安设2台型号为FBD-N08.0的局部通风机(功率2X55KW,1用1备)为副立井侧短路贯通巷道工作面供风，风筒采用直径为IOoOmm的柔性阻燃风筒。8、工作面风量验算(1)按短路贯通巷道允许的最大风速进行验算Qw60×4.0Sjk=240X30=7200(m3min)式中：Q«一掘进工作面需要风量，m3min；S®巷道最大通风断面，取30m?；4.0有瓦斯涌出的岩巷、半煤岩巷和煤巷允许的最高风速，m/so(2)防爆装载机需要风量验算Q啜油产4×N柴油乍XP柴油乍XKsf.(m3min)Q柴油乍=4X1X75X1=300(m3min)式中：Q柴油车该地点矿用防爆装载机尾气排放稀释需要的风量，in3Zmin；N柴油%该地点矿用防爆装载机台数，一台；P柴油生矿用防爆装载机功率，75KW；K柴油一一配风系数，该地点使用一台防爆装载机时，K蝌乍为1.0；该地点使用两台防爆装载机时，K柴油乍为0.75；该地点使用三台及以上防爆装载机时，K柴油乍为0.5。（3）根据上述计算可知，工作面风筒末端实际供风量必须满足上述两个条件的要求，即450（m3min）Q供W7200（m3min）0根据选定的局部通风机型号，考虑风筒的漏风因素，计算出工作面风筒末端的实际供风量为Q供=85OXlX（1-0.01X1200X3.13%）=531（m3min）,风量满足要求。综上所述短路贯通巷道掘进工作面选用2台型号为FBD-N08.0/2X55的局部通风机（功率2X55KM一用一备），能满足风量要求。（四）掘进工作面局部通风机和风筒的安装及管理1、局部通风机的安装及管理（1）根据上述风量计算及风机选型可知，副立井侧短路贯通巷道掘进时采用2台型号为FBD-N08.0,功率为2X55KW局部通风机压入式通风（1用1备），风筒采用直径为IooOmm的柔性阻燃风筒，风机装置安设在地面距离副立井井口20m开外位置，风机距离地面不小于1m,风机开关必须上架。（2）局部通风机及其启动装置必须安设在无杂物的地点，防止雨淋，其上搭设防雨棚，开关附近严禁有其它电器设备。（3）局部通风机必须挂牌管理，专人负责。（4）局部通风机应装设开停传感器，并实现“三专”（专用线路、专用开关、专用变压器）供电，“两闭锁”控制，即风电闭锁、瓦斯电闭锁。（5）安装风机自动切换装置，并随时保证在主风机停止运转时，能够立即自动启动备用风机，确保连续供风，实现“双风机双电源自动切换”，每天进行主、副风机自动切换试验。（6）巷道常备备用风筒，且放在工作面及风机安装地点各两节，风机前放两节拐弯风筒备用。2、风筒的安装及管理（1）风筒采用直径为100Omm的矿用柔性阻燃风筒。（2）巷道风筒必须用6分钢丝绳吊挂，末端20m除外，风筒采用尼龙绳吊挂在钢丝绳上，要求风筒吊挂平、直、稳，逢环必挂，拐弯处用弯头连接，不得出现拐死弯现象,风筒末端到工作面的距离符合作业规程规定。（3）加强风筒管理，降低风筒百米漏风率，要严实不漏风。（4）保证风机正常运转，不准无计划停电、停风。3.3 压气系统临时改绞后，利用地面原有压风系统，原有设备为三台LA-250/8.5-40型和二台LAT20A型螺杆式压风机。临时改绞时，井筒内布置159mm压气管1路，并在地面压风主管路中安设油水分离器，改绞后的井下生产用气通过该管路送井下。3.4 供排水系统3.4.1 供水系统.1供水系统临时改绞后，井下生产及防尘喷雾用水，从地面通过井筒内108mm供水管供水,地面设置60m，蓄水池一个。供水管同时兼备用排水管，并直接接入临时泵房，用闸阀分隔。3.4.2 排水系统1改绞前后过渡期排水临时改绞前，在井下马头门一侧合适的位置，布置过渡时期排水设备，拟选用MD46-80*10型排水设备2台（一用一备）,其流量为46m3ho过渡时期排水，电源从井下临时变配点引入。从临时改绞开始，到临时泵房形成前，井下排水一直使用过渡期排水设备排水，为保证改绞期间正常排水，在临时排水系统投入运行后，方可拆除过度时期排水设备。过渡期排水，以井底水窝为水仓并于马头门一侧设转载水箱（或施工一个60IooM临时小水仓）。2改绞后排水临时改绞后，井下设置临时泵房一个，泵房内设置MD85-80*10型水泵3台（一用一备一检），其参数为：流量85m7h,扬程800m,功率355KW,电压IoKV。电源从井下临时变电所引入。临时水仓可设计为矩形断面，水仓为永久等候室起底，容量为50×6×2.5m地面设置沉淀池80+20?各一个，地面施工排水沟150米。利用改绞后井筒内设置的159Inm排水管，并在井底安设不少于2个逆止阀。3.4.3 5供电系统1 .5.1地面供电系统临时改绞后，地面供电维持一期供电不变，只对部分负荷出线进行必要的调整。临时改绞后地面变电所的主要负荷是提升机、压风机、过渡时期的排水、局部通风、井下生产动力等。3 .5.2井下供电系统1井下供电采用IOkV入井电源。2临时改绞前，先在井下马头门一侧的合适位置，设置过渡时期的临时变配电点,先形成过渡期的临时供电，其主要负荷为过渡期间的排水和临时变电所形成前的生产动力。3临时改绞设计入井动力电缆3路（生产动力双回路供电，外加一路风机专用电缆），电源均引自矿工业广场变电所，但为形成过渡时期的临时供电，应在临时改绞前,先下放一根电缆，以便为过渡时期的水泵供电。4临时改绞以后，井下应设置临时变电所。临时变电所可设置在临时泵房附近。临时变电所设计容量，应能满足矿井后期最少7个掘进工作面的用电需求，用电负荷统计见井下负荷统计表。5临时改绞后的井下负荷，主要是井下排水、综掘机、皮带机、链板机、局部通风机等，井下负荷统计如下表。井下负荷统计表序号名称功率(kw)需用系数功率因数costg0功率W)有功(k无功功率(kvar)视在功率(kvA)备注1水泵3X355IOKV2掘进机3X3920.90.71.02105810801512.0U40V3掘进机3X3100.90.71.028378541195.71140V4破碎机2X1500.850.80.75255191318.81140V5潜水泵3X18.50.850.651.17475571.9I140V6皮带机9X2X750.80.80.7510808101350.0660V7皮带机5X550.850.80.75234175292.2660V8刮板机2*550.80.71.028890125.7660V9潜水泵3X450.70.651.1795Ill145.4660V10喷浆机10X7.50.80.651.17607092.3660V11其他1000.70.71.027071100.0小计510643033929584412局部通风机5×2×550.90.750.88495436660.0660V13局部通风机5×2×300.90.750.88270238360.0660V小计8507656731020合计5956506846026864注：水泵按后期容量统计。水泵容量按单台统计。6单台变压器容量选择EBZ-260掘进机功率392KW(切割电机260KW,油泵电机IlOKW,二运电机22KW)o(1)综掘面需用系数几：p260KU=0.4+0.6=三0.4+6-=0.798SPit392Pa一负荷最大电机功率，取260KW；（2）选择变压器容量：KtU0.7981Ph×=392X二4466诋4cos0.7式子中：Kde需用系数；COS0功率因数,取0.7；EPn-负荷总功率，392KW；（3）计算视在功率：Se=J42+QJ-504kv>l综掘机选用630