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1、第六章 提升、通风、排水及压风设备该矿井采用斜井-立风井联合开拓方式，设计主斜井采用高倾角强力胶带运输机提升至地面，完成全矿井提煤任务。副斜井采用单钩串车提升，承担全矿井提升矸石、下放设备、材料及升降人员任务。矿井通风采用中央并列抽出式。原设计矿井年生产能力为30万t/a，通过这次技改设计使矿井生产能力提升到60万t/a。据此矿井提升、通风、排水、压风设备的选型分述如下：第一节 主斜井提升设备一、主斜井总斜长761m，坡度25，分成二个水平，一水平斜长591m，按同样坡度再向下延深170m至二水平。一水平煤仓至井口斜长570m，二水平煤仓至井口距离700m。胶带运输机出井口后变坡，由25变成水
2、平向前架设30m和规划新建的洗煤厂、运输胶带机成接力运输方式。所以胶带机从机头(地面)至机尾(井下)总的斜长为740m。二、该矿通过技改设计，年产量比原设计增加一倍，而井下采煤作业方式由过去的炮采改为综合机械化开采，所以主井胶带机的提升能力要和采煤工作面的小时生产量相适应。根据技改后的采煤工作面，平均小时生产量为400吨，因此技改后的主井胶带机也要与之相适应。同时考虑到一水平倒替到二水平需要7-8年时间，所以胶带机根据生产需要应分段安设。前期只需要安装610m，后期再继续延长130m即可满足要求。三、经过技术经济比较，认为采用高倾角带式输送机比较合适。因为这种胶带机已在1991年元月 通过部级
3、(原煤炭部)鉴定，技术比较成熟。经过选型计算设备选择如下：(前期)型号：SQD1000/3220KW-上运带式输送机运输量：400t/h带速：2m/s倾角：25输送机斜长：前期610m，后期130m主电机：Y4001-4型，功率220Kw，10kv，3台，转速1480r/min传动滚筒：人字型沟槽胶面滚筒1000mm胶带：ST-2000H型阻燃钢丝绳芯胶带，带宽B=1000mm减速器：ZS-1300，减速比 i=40 三台制动器:YWz500/90型，制动力矩2450N.m 三台逆止器：NF100-N型，非接触楔块逆止器，逆止力矩10000 N.m 二套液力偶合器：560调速型，三套 传动功率
4、250Kw液力调速装置：YKD型，三套驱动方式：双滚筒三电机驱动。头部二台电机，中部设一台。(一)前期胶带机选型计算(前期带长610)1、胶带机上运行重边阻力WZ=（q+q0+q）Lcos25f+（q+q0）Lsin25 =(56+33.4+18.4)6100.9060.03+(56+33.4)5800.423=1782+23067=24849kg2、胶带机空边阻力WK=（q0+q）LKcos25f-qosih25LK=（33.4+5.7）5800.906-33.40.423580=616-8194=-7578kg式中q 胶带运输机上每米煤重kg/mq0 每米胶带重量kg/mq每米上托辊旋转重
5、量kg/mq每米下托辊旋转重量kg/mW托辊摩擦阻力系数取0.03从上式计算得WK为-7578kg说明胶带机下带初张力是比较大的。因此在胶带机上面装煤点处的最小张力应满足两托辊面的垂度不能超过允许值，即其最小张力应为：S3=5（q+q0）L上cos25=5(56+33.4) 1.20.906=485kg(式中L上为胶带机上托辊间距)3、以此计算胶带机各点张力为：S2=S3/K=485/1.06=458kgS4=S3+WZ=485+24849=25334kgS1=S2-W空=458-（-7578）=7120kgS5的确定：由于设计中采用双滚筒三电机传动方式，选用三台同功率，同型号电机，头部滚筒设
6、二台电机，中部滚筒设一台电机。为此在理论上，两滚筒圆周力之比为r=2则： =r=2 代入S4，S1之值后得：3S5=S4-S1=24849-7120S5= =6079kg从以上计算可知，最大张力点在S4处其值：S4=25334Kg总的牵引力(圆周力)W总= S4- S1=25334-7120=18214Kg4、胶带在滚筒上的围包角与牵引力备用系数：当二个传动滚筒处于极限工作情况下需要的围包角为：e（1+2）= 式中：e 自然对数(2、7、3、1)滚筒与胶带间摩擦系数取0.31、2第一、第二传动滚筒围包角e0.25（1+2）= =3.561+2=4.33（弧度），合247按照实际布置1+2=17
7、0+216=386则：e0.25（1+2）= e0.25416/180=6.73故牵引力备用系数(K)K =1.6(大于一般要求的1.5)5、驱动电机动率计算N总= 式中：K功率备用系数取1.2 W总总牵引力KgV胶带运行速度2m/s减减速器效率取0.95液液力连轴传引效率取0.95将上式值代入上式得胶带机总功率N总=475KW每台电动机功率=160Kw6、胶带安全系数计算m=7.8(满足要求)式中：ST2000所选钢丝绳芯胶带抗拉强度kg/cmSmax-胶带最大张力点的张力（二）后期胶带机选型计算后期胶带机是将前期胶带机按同样的坡度下延130m，总长度740m。用同样计算方法算出。1、后期胶
8、带机最大张力点仍在S4处，其值为31232Kg。2、总的牵引力为Kg。3、驱动电机需要的总功率为611KW。4、后期更换钢绳芯胶带型号ST2500Kg/cm，使用安全系数为8.2。根据以上计算后期仍采用前期驱动装置，只更换胶带即可。（三）胶带机安全保护：设计选用JZB胶带机综合保护装置，在胶带机运行中可实现：防胶带跑偏、胶带与滚筒打滑、胶带纵向撕裂、机头料斗堵塞、机尾拉紧车距离超限，以及湿升、烟雾保护和沿线闭锁保护。该装置配备胶带运行模拟系统，安装在井口的司机操作室，每当故障发生可及时采取措施排除故障恢复设备正常运行。第二节 副井提升设备副井设计斜长735m，倾角25，地面为甩车场，井下为平车
9、场。目前井筒已近完工，地面已安装一台JK-2.5/20X单绳提升绞车，主要担负提升掘进煤、矸石、升降人员和下放材料及设备。副井井口采用甩车场，提升容器采用3t侧卸式矿车，矿车自重900kg。人员升降采用已到货的斜井人车，型号为XRB15-6/6型，每车乘坐15人，人车自重2200kg。已安装并投入使用的副井单绳提升绞车技术特征如下：型 号：JK-2.5/20x最大静张力：90KN卷筒直径：D=2.5m卷筒宽度：B=2.3m允许钢丝绳直径：d=31mm容绳量2层时，843m提升速度V=3.84m/s电动机型号：YB5006-10、10KV，355KW已到货的斜井人车技术特征如下：型 号：XRB1
10、5/6适应倾角2040每车乘坐15人车身自重2200kg根据以上条件，结合技改后年产量达到60万t的要求。设计对副提升系统的提升能力进行核算（包括绞车静张力和电动机功率核算）如下：一、绞车静张力和钢丝绳安全系数核算根据绞车允许使用钢丝绳（直径31mm）的条件，设计选用67+FC28mm面接触圆股型钢绳，查得每米绳重，2.75kg/m，抗拉强度为1570Mpa 时，钢丝绳最小破断力为441KN（45000kg）。1、当提煤时设计每次提升现已采用的2m3侧卸式矿车3辆，设计每车装2600kg以此计算的提煤时绳末端静张力F煤=n（q+qZ）（Sin25+fcos25）+PL（Sin25+f2cos2
11、5） =3（2600+900）（0.423+0.0150.906）+2.75800（0.423+0.20.906）=105000.437+22000.604=4588.5+1329 =5917kg （小于矿车连接装置允许的6000kg）2、钢丝绳安全系数为m煤=Q/F煤=45000/5917=7.6（大于规程要求的7.5）上式中F煤提煤时钢绳末端静张力kgn每次提升矿车数q每车装煤重量kgqZ矿车自重kgf1矿车运行阻力系数取0.015f2钢绳与井筒地托轮阻力系数取0.2P提升钢绳每米重量kg/mL提升钢绳计算斜长mm煤提煤时钢丝绳安全系数Q钢绳破断力总和kg3、提升矸石时设计每次提2m3侧卸
12、式矸石车2辆，其绳末端所受张力为：F矸=n（q矸+qZ）（sin25+f1cos25）+PL（sih25+f2cos25）=2（21850+900）（0.423+0.0150.906）+2.75800（0.423+0.20.906）=5349kg4、钢丝绳安全系数为m矸=Q/F矸=45000/5349=8.4（符合规程要求）上式中q矸每车装矸石重量其值为矿车容积矸石比重m矸提升矸石时钢绳安全系数5、升降人车时，钢绳末端承受拉力与安全系数设计每次提升XRB-15/6型人车两辆，1辆头车，1辆挂车，每车乘坐15人（包括头车司乘人员1人）其绳末端静拉力为F人=2（1575+2200）（0.423+0
13、.0150.906）+2.75720（0.423+0.20.906）=66500.437+1196 =4102kg6、升降人员钢丝绳安全系数为m人=Q/F人=45000/4102=10.87（符合煤矿安全规程要求）二、绞车提升速度图、力图及电动机功率核算1、绞车提升矸石时速度图、力图及电动机能力核算矸石车提出井口后经减速停车、换向下放到甩车道上。摘钩后由调度绞车拉到翻车点翻卸，空车原路返回用绞车放回井下。选初加速度ao=0.3m/s2，井底车场内速度Vo=1.5m/s，主加减速度，a1=a3=0.5m/s2，绞车最大提升速度Vm=3.8m/s。t1=Vo/ao=1.5/0.3=5（s）L1=1
14、/2V0t1=1/21.55=3.75mL2=L-L1=30-3.75=26.25mt2=L2/vo=26.25/1.5=17.5(s)t3=4.6(s)L3=(Vm+Vo)t3/2=(3.8+5)4.6/2=12.4mt5=Vm/a3=3.8/0.5=7.6(s)L5=1/2Vmt5=1/23.87.6=14.4mL4=L-(L1+L2+L3+L5) =730-（3.75+26.5+12.4+14.4）=673.2 mt4=L4/Vm=673.2/3.8=177(s)Tx=(t1+t2+t3+t5)+t4+ =(5+17.5+4.6+7.6)+177+25 =202.7(s)上式中t1-t5
15、矿车在各提升段运行时间sL1-L5矿车在各提升段所走过的距离mTx提升上下一次运行的时间tK提升机换向时间Q1-Q2摘挂钩休止时间2、提升系统变位质量计算提升煤车时提升系统变位重量计算G=Z（G+GO）+PL+Gr+GT+Ga提升系统变位质量m=G/g上式中Z 每次提升矿车数（3车）G每车装煤重量为2600kgGO矿车自重为900kgPL提升系统钢丝绳全长与每米重量乘积，经计算为2200Gr天轮变位重量，查得为363kgGT电动机变位重量，其质为Ga=2180公斤GD2电动机传动惯量kg-mi绞车减速比为20D绞车卷筒直径为2.5GT提升绞车变位重量，查得为kg根据以上计算与查获数据G=2（2
16、1850+900）+2200+363+14425+21800 =42808kg s2/mm=G/g=42808/9.81=4364kg-s2/m3、绞车提升动力学计算，算出矿车提升过程中从启动加速、等速、减速到停车各段的力值如下：F1=Z（G+Go）(sih25+Wcos25)+PL(sih25+Wcos25)+ma。 =2(21850+900)(0.423+0.0150.906)+2.75735(0.423+0.20.906)+43640.3=6550kgF1=F1-PL1（sih25+Wcos25）=6550-2.753.75(0.423+0.20.906)=6544kgF2= F1-ma
17、o=6544-43640.3 =5234kgF2=F2-PL3（sin25+Wcos25）=5234-2.754.6(0.423+0.20.906)=5226kgF3=F2+ma1=5226+43640.5=7408kgF3=F3-PL3(sih25+ Wcos25)=7408-2.7512.4(0.423+0.20.906)=7387kgF4=F3-ma=7387-43640.5 =5205kgF4=F4-PL4（sih25+ Wcos25） =5205-2.75673(0.423+0.20.906) =4087kgF5=F4-ma3=4087-43640.5 =1905kgF5=F5-PL
18、5（sin25+ Wcos25）=1905-2.754.4（0.423+0.20.906）=1088kg式中：W钢丝绳阻力系数G每车载煤重量kgGo矿车重量kg根据提升运动学中的时间、距离和提升动力学计算出的各阶段力值绘出速度图和力图（见附图）。4、电动机功率校核（1）温升条件验算，求出等效力TF2dt=t1+t2+t3 +t4+t5=5+17.5+4.6 +177+7.6 =4700106(kg2s)（2）等效时间Ta=（t1+t2+t3+t5）+t4+Q=1/2(5+17.5+4.6+7.6)+177+25=202.7(s)等效力Fa=4824kg等效功率Na=212KW已到货投入使用的绞
19、车355KW，电机大于计算的212KW，所以电动机满足要求。三、关于副井绞车升降最重件设备的能力及采取的措施根据已安装的副井绞车型号为JK-2.5/20x的绞车，允许承受最大的静拉力为90KN（9183kg），当升降最重件设备的重量超过绞车允许的最大静张力时，则会造成绞车滚筒钢板的变形。同时已选定的67FC28mm钢丝绳。破断力总和为45000kg，根据煤矿安全规程规定升降人员和物料的单绳绞车安全系数为：升降人员时为9，升降物料时为7.5。经过计算现在副井绞车升降设备时的最大设备重量不得超过12t而已订货的综采工作面端头支架，重量为16.4t。如果为了升降最重件设备另选大型绞车（需选滚筒直径4
20、m绞车才能满足要求），显然在经济上是不合理的。经过调查研究和反复计算比较认为，在现用副井绞车房前面和天轮台之间安装一台JZM-25/800A慢速绞车升降综采工作面最重件设备（见副井地面提升系统剖面图）。该绞车技术特征如下：型号：JZM-25/800A工作方式：磨擦式绳数：1根拉力：25000kg允许钢绳直径：52mm绳速：6m/min容绳量：800m电动机：JR92-8.380V55KW外型尺寸：63683102220重量：1865kg设计按综采工作面端头支架重量16.4t，装支架的20t平板车自重5t（合计21.4t）计算，在提升或下放时连同钢丝绳在井筒地轮上的磨擦阻力，绳端最大静张力为11
21、718kg（1148KN），选用JZM-25/800A型慢速绞车，当提升速度为3.0m/min时，牵引力为25000kg。当提升速度调档变为6m/s时牵引力为12500kg。设计选用提升钢丝绳619+1（类）FC绳径为36mm时，钢丝绳破断拉力为866.8KN（88449kg），提升安全系数为7.5，符合煤矿安全规程中专为提升物料规定的6.5要求。选用以上慢速绞车虽然提升速度慢，考虑综采设备中除头支架外其它超重设备不多，且每年升降次数不多，上述方法是可行的。副斜井每班提升作业时间平衡表升降物件名称提升车数每次提升量每班升降次数每次升降时间(秒)每班升降时间(时:分)升降人员230人83860:
22、52掘进矸石27.4吨245002:06下放材料27吨55000:50其它物料27吨55000:56时间合计4:37第三节 矿井通风设备一、技改后矿井通风方式为中央边界抽出式。即主、副井进风,回风则由专用的回风井通风机抽出。矿井通风容易时期需要的风量为35m3/s；容易时期需要的负压为375.06pa。矿井通风困难时期需要的风量为35m3/s；困难时期需要的负压为536.25pa。二、根据以上条件，选型计算如下：（一）通风机风量计算Q通=K备Q易 =1.135=38.5m3/s式中：Q易通风容易时期所需风量m3/sK备风机装置漏风系数取1.1（二）通风机容易时期和困难时期需要的风机压力计算H通
23、1=H易+H =375.06+196=571PaH通2=H困+H =574.95+196=732Pa式中：H通1计算通风机在通风容易时期需要的负压paH通2计算通风机在通风困难时期需要的负压paH通风机装置阻力之和一般取196Pa通过以上计算结果，并要求通风机技术先进、运行可靠、便于安装和维护。预选防爆对旋抽出式风机二台，一台工作，一台备用。风机技术特征如下：型号BDK54-6No16风量范围23.351.7m3/s风压范围6172340pa最大轴功率88.7KW配置功率255KW三、确定通风机工况点1、通风容易时期，网路阻力系数：R容= = = = 0.385通风困难时期，网路阻力系数：R困
24、= = = 0.49则通风机在开采初期和开采后期的网路特性曲线方程式为：H容=0.385Q2（pa）H困=0.49Q2（pa）2、设定不同风量算出对应的风压，划出通风网路特性曲线，以同等比例绘制在选定风机特性曲线上，找出两个交点，即为容易时期和困难时期的工况点(见风机管网工况特性曲线图)。Q（m3/s）202530354045505560H容（pa）15424034747261671996311651385H困（pa）196306441600784911122514821764根据BDK54-6NO16风机曲线找出工况点如下：A点（容易时期）QA=42m3/s HA=650pa A=60%B点
25、（困难时期）QB=44m3/s HB=980pa B=70%3、电动机轴功率计算容易时期N容= = =45.5KW困难时期N困= = =63KW4、通过上述轴功率计算看出，在通风机服务年限内轴功率变化不大，所以可按下式计算电机功率N=KNmax=1.2563=79KW根据风机厂电动机配置为255KW（符合计算要求）通风机在使用前期，叶片安装角为40/32通风机在使用后期，叶片安装角为43/355、通风机反风方式采用反转反风，根据产品说明书介绍,反风量不低于正常风量的60%，反风时间不超过10分钟，符合煤矿安全规程要求。四、风机安装与保护二台风机安装在主井口南侧（见地面工业广场布置图）的风井出口
26、。距风井出口30m处有立风峒通向地面，设计在立风峒上口安装防爆门，当井下发生煤尘或瓦斯爆炸事故时，冲击波首先把防爆门冲开，以减低风机直接承受的冲击力，保护风机安全，及早处理事故、恢复生产。五、通风机能耗指标和节能措施1、通风机年电耗E前期=24365 =24365 =KWH前期F前=277.78 =277.78=0.463KWH/Mm3pa后期F前=277.78 =277.78=0.406KWH/Mm3pa通过以上计算，前期的能耗指标大于前能源部规定的0.84 KWH/Mm3pa要求。主要原因是所选风机的风量和负压比实际需要的大。但考虑到该矿后期有薄煤层存在，当不适用综采设备开采时，可能会采用
27、至少二个普采或炮采工作面，到时需风量和负压会增加，为防止再换风机现在选型留有余地是必要的。2、风机节能措施由风机的比例定律可知，风量Q与转速成正比即：= 轴功率与转速的三次方成正比，即：=（）3，要改变风量Q只要改变风机转速就能实现，采用变频调速方法可以平稳的使风机的最大风量下降到矿井所需要的风量，从而使电动机输出功率大幅度降低，达到节电目的。经调查比较选择SAF-303型变频调速器二套。该变频调速器保护功能齐全，有运转频率和异常状态指示，出现故障时能自动显示。且体积小，安装方便，风量可根据需要随时调节，上述变频器已在福建永安矿务局海丰矿电机为55KW的风机中使用多年，性能可靠节电效果明显。六
28、、风机在线监测装置通风机监测，由矿井安全监测系统中的风机风站来进行。该系统可以对主回风巷、测风站的风速、风量、负压及通风机的轴温，风机电动机的电压、电流、功率、功率因数、用电量等主要参数进行集中监测，并通过接口与矿井中央监控系统联网将有关数据传输到矿井主控室。同时根据煤矿安全规程要求在风机控制室内安装水柱计、电流表、电压表及轴承温度计。当监察系统故障时仍可及时了解判断风机运行情况。七、风机供配电该风机电源采用低压双回路电缆供电，电源引至附近的地面变电所低压出线柜，接至风机低压起动柜（采用变频调速器可省去起动柜），由起动柜通过电缆接至风机电机（详见主通风机供电系统图C1308-262-4）。第四
29、节 排水设备一、设计依据矿井正常涌水量50m3/h最大涌水量80m3/h主斜井井口标高1241.7m一阶段井底标高995m，距井口垂高为246.7m二阶段井底标高920m，距一阶段垂高75m二、排水系统设计先开采一阶段，后开采二阶段。在一、二阶段分别设泵房、水仓，在开采二阶段时，可将二阶段的水排至一阶段水仓，通过一阶段水泵排至地面储水池。一阶段排水管沿主井筒敷设，泵房排水管经过管子道经主斜井将水排至地面储水池。井下排水从主斜井出井口后，进入下水管道引流至污水处理厂，经过处理后的污水和井下水，反供至高位水池，再由高位水池经副斜井反供至井下，复用于井下消防及除尘洒水。三、排水泵选型1、根据煤矿安全
30、规程要求，矿井井下主排水泵，必须有工作，备用和检修的水泵。工作水泵的能力，应在20h内排出矿井24h的正常涌水量。备用水泵的能力应不小于工作水泵能力的70%。工作和备用水泵的总能力，应在20h内排出矿井24h的最大涌水量。检修水泵的能力应不小于工作水泵能力的25。按照以上要求，同时考虑该矿井下水含硫高，易对水泵叶轮腐蚀的情况，经选型计算（附后）选择多节段式耐腐蚀离心泵三台，一台工作，一台备用，一台检修。水泵选型计算如下：Q1=60m3/hH1=K(Hg+5.5+1)=1.2(246.7+5.5+1)=304m上式中：Q1预选水泵的小时流量（m3/h）Q正矿井正常涌水量（m3/h）H1预选水泵的
31、扬程（m）K扬程损失系数取1.2Hg排水高度水泵中心至井口的垂直高度（m）5.5水泵吸水高度取5.5(m)1排水管出井口后水流富裕扬程（m）2、根据以上计算选择水泵技术特征如下：型 号：DF85-675节段式耐腐蚀泵流 量：85 m3/h扬 程：335m轴功率：119.3KW配套电机:BY315M1-2防爆电机660V,132KW生产厂：长沙水泵厂四、排水管及管经选型1、考虑到今后排水泵系统的电费、材料费等因素，排水管径按下式计算d排=0.0188式中：d排排水管径（mm）QB水泵必须的排水量m3/hVP排水管经济流速一般为1.5-2.2m/s(计算取1.8)d排0.0.13m（130mm）吸
32、水管径一般取比排水管径大25mm所以d吸130+25155mm2、根据以上计算考虑到泵房和管子道承受水压较大（4MPa）所以选用Dg1334.5无缝钢管，吸水管采用Dg1504无缝钢管。井筒排水管斜长573m出地面至储水池230m，根据各段承压要求，排水管管材也对应分段选择。其中管子道至井筒向上312m仍采用Dg1334.5无缝钢管，其余管材可选择矿用PE管，规格为Dg16014.6，抗压强度1.6MPa。设计排水管为二趟，正常涌水时一趟工作，当矿井出现最大涌水时，二趟同时工作。排水管经管子道沿主斜井筒架设出地面后排至地面200m3储水池。排水管流速：VP=1.73m/s吸水管流速：Vx=1.
33、35m/s排水管流动阻力计算：Hp=+P式中扬程阻力损失系数0.0316LP排水管总长度LP805m取830mP排水管管路附件损失系数之和按泵房布置为弯头4个闸伐，2个逆止伐，1个三通。P40.294+20.07+12.7+30.14.316h=0.0316+4.31617.4+0.3817.8m吸水管流动阻力计算：hx=6.19m输水管路总的阻力损失为：hW=(hp+hx)1.7=17.8+6.19=24m管路特性曲线HHt+RQ2Ht=H-HC=hw=24mR=0.00332根据H=Ht+RQ2=256+0.00332Q2这一算式中给定Q不同值而求得H,并求得管路特性曲线。Q(m3)304
34、05060708090100110120H(m)259261264268272277283289296304将以上算式中求得曲线按同一比例绘制在水泵性能曲线上得出交点M即为水泵工作点。该工作点对定流量为72m3/h,扬程为292m,效率为67。五、校验计算1、排水时间校验正常涌水时水泵每天工作小时TH=16小时最大涌水量时每天工作小时Tmax13.3小时2、水流速度校验VP=1.65m/s（符合经济流速1.5-2.2 m/s）3、校验水泵工作得稳定性Hg(0.9-0.95)HO 2580.9335(合适)式中Hg水泵排水高度m(258m)HO水泵零流量时得扬程m4、电动机功率校验Na=115K
35、W通过以上计算结果说明所选水泵及配置电机能满足矿井排水要求。六、水泵年电耗及吨煤电耗（1）水泵年耗电量W年= = =KWH/年上式中： Ro-矿井水容重取1000kg/mt-水泵每天运转时间-水泵工况效率电机-电动机效率（取0.9）电网-电网效率（取0.95）（2）吨煤排水电耗E吨=0.973KEH/t七、水泵节能运行为了节能，水泵吸水管采用无底阀方式，选用ZPB型中压气液两用喷射泵启动方式，使水泵实现无底阀排水。泵房配水井内安装PZ500-1型配水闸阀，配水闸阀直径Dg500,公称压力Pg1。水泵设置有电动闸阀、制回阀和水锤消除器三种设备的功能于一体的多功能水泵控制阀，能有效的提高系统安全可
36、靠性，满足系统自动化要求。八、泵房安全设置水泵房设二个出口，一个出口与井底车场相通，设置防水密闭门和防火栅栏门。另一个出口通过管子道与主斜井筒相连，并设置平台，以防泵房被淹时运出电机。第二阶段排水系统设备可根据开采时实际涌水量大小另行选择。第五节 矿井压风设备根据采掘工作的需要，井下除布置一个综掘工作面外，还需安排一个炮掘工作面，用以掘进岩巷或半煤岩巷，风动工具配备有ZP-型混凝土喷射机，ZY-24型气腿式风动凿岩机和G-1型风镐。使用台数和耗气量列表如下：序号风动工具名称及型号每台耗风量m3/min同时工作台数风动工具磨损系数同时工作的风动工具耗风量m3/min1ZY-24凿岩机2.521.
37、15.52G-1型风镐121.052.23ZP-型喷射机521.111一、全矿风动工具总的耗风量计算如下：Q总=1.05漏1.05镐Q同 =1.051.0518.7=23.6m3/min上式中：Q总-全矿风动工具需要的压风量，m3/min1.05漏-管路漏风系数1.05镐-海拔高度修正系数(根据当地海拔高度所取系数)Q同-井下风动工具同时工作耗风总量m3/min根据以上计算选择螺杆式空气压缩机二台，一台工作，一台备用。该压风机技术特征如下：型号：SA-132W排气量: 24 m3/min排气压力： 0.85MPa电动机功率： 132Kw 电压380V压风机储气罐可利用矿上现有的不再另选。压风机
38、房布置在副井口右侧(详见地面工业广场平面图)。二、井上下压风管路布置（1）由于全矿井只有一个使用风动工具的掘进工作面，主要用于副斜井筒继续下延和二阶段（标高920m）井底车场岩巷和半煤岩巷施工，管路系统简单，从地面压风机房经副斜井口设管路至最远点掘进巷全长1350m。（2）进下压缩空气管道的径计算初选压缩空气管道：d=20=20=97.16mm压力损失计算压缩空气管道阻力损失包括管路直线部分的磨擦阻力损失和管件（接头、三通、弯头）局部阻力损失（部分损失按管路全长的15%计算）。将前后两部分相加算出管路损失计算全长。计算中通常按每公里损失0.5绝对大气压计算，同时要求最远用气点的管道总压降不应超
39、过一个大气压，根据以上条件最远点管道出口压力为：P远=(0.85105)/(9.8104)-(1350+13500.15)0.5-1 =8.67-0.77-1 =6.90at（工程大气压）通过以上计算选择，压风入井主干管DN1084无缝钢管最远点的压缩空气压力也完全能满足风动工具一般要求的5.5工程气压的要求。三、压风机年电耗量计算一台压风面年电耗量为：E年=(0.8K1+0.2)KWh/a =(0.80.98+0.2) =.8KWh/a式中：N-电动机功率KWb-年运转天数t-日工作小时数四、压风机节能措施（1）该矿压风机站只设二台SA-132W螺杆式压风机，而且只供井下一个岩巷或半煤岩巷掘进工作面压风需要。每次只开一台，另一台供备用。所以严格控制用风时间，及时与井下掘进工作面联系做到用时即开，不用时即停，避免无效空运转，从而节约电力。（2）加强管路维修工作，避免压风管路，特别是靠近工作面的高压胶管连接处漏风损耗，加强风动工具的维护修理，提高工作效率。（3）充分利用厂家配带的智能化、自动化控制系统，降低起动电流，节约供电损耗。