供电设计

(四)矿井供配电 1.电源

南凹寺煤矿位于沁水县境内，为扩建矿井。本矿现有两回电源线路，一回10kV电源线路引自张山35kV变电站10kV母线段，导线型号LGJ-150mm2，输电距离约2km；另一回10kV电源线路引自永红35kV变电站10kV母线段，导线型号为LGJ-150mm2，输电距离约3.5km。两回电源线路均采用钢筋混凝土电杆架空引来。

矿井扩能后，现有的供电线路已不能满足生产的需要。 本次矿井扩建设计，矿井供电电源维持现状，经验算，两回线路均能够满足矿井负荷增加后的负荷需求。主供电源线路为LGJ-150mm2钢芯铝绞线，供电距离2km；备用电源线路为LGJ-150mm2钢芯铝绞线，供电距离3.5km。两回电源线路均采用钢筋混凝土电杆架空引来。

由于当地电力资源有限，本次设计的供电方案不再进行比选。 矿井供电地理位臵接线图见图7-4-1。

2.用电负荷估算

矿井达产时，10kV母线计算负荷如下： 设备总台数：165台 设备工作台数：134台 设备总容量：5301.8kW 设备工作容量：4091.4kW 计算有功功率：2919.5kW 计算无功功率：2533.4kVAR 自然功率因数：0.76 无功功率补偿：1200kVAR 补偿后无功功率：1333.4kVAR 补偿后功率因数：0.91

补偿后视在功率：3210kVA 矿井年耗电量：1.6×107 kW〃h 矿井吨煤耗电量：27kW〃h 3.供配电系统 (1) 矿井供电系统 现状：

主斜井工业场地负荷中心已建10kV变电所1座，1回10kV电源线路引自张山35kV变电站10kV母线段，导线型号为LGJ-150mm2，输电距离约2km；1回10kV电源线路引自永红35kV变电站10kV母线段，导线型号为LGJ-150mm2，输电距离约3.5km。两回线路分列运行,一回路工作，一回路(带电)备用。两回电源线路均采用钢筋混凝土电杆架空引来。

10kV直接下井。 本次设计：

矿井现有的供电线路已不能满足扩能后的需求。

取计算有功功率：2919.5kW；补偿后视在功率：3209.6kVA。 取供电距离3.5km，引自永红35kV变电站的10kV供电线路校验： 1.按经济电流密度选择导线截面

线路年最大负荷利用小时5000h以上，查表得：架空铝导线的经

2.9(A/mm)济电流密度J= j0线路最大长时工作电流

p2919.5I???185()A3UCOS?3?10?0.91

则架空导线经济截面

Sj?Ig185??206 Jj0.9选取经济电流截面150mm2，则原有的10kV线路能够满足要求。为LGJ-150mm2钢芯铝绞线，供电距离3.5km。

2.按发热条件校验

查表：LGJ-150mm2钢芯铝绞线长期允许负荷电流为265A，大于线路最大长时工作电流185A，所选导线满足发热条件。

3.按允许电压损失校验

查表：LGJ-150mm2钢芯铝绞线10kV电压等级时单位负荷矩时电压损失百分数(c)为0.434(%) os?=0.90MW?km则： ?U%=3.5?2.92?0.434=4.4%<5% 电压损失校验满足要求。

根据上述，现行的10kV电源线路能够满足要求。本次设计，利用现有的主斜井工业场地10kV变电所，矿井设2回10kV电源线路，1回10kV电源线路，引自距矿井主斜井工业场地约2km的张山35kV变电站10kV侧，导线型号更换为LGJ-150mm2，采用钢筋混凝土电杆架空引来；1回10kV电源线路，引自距矿井主斜井工业场地约3.5km的永红35kV变电站10kV侧，导线型号更换为为LGJ-150mm2，采用钢筋混凝土电杆架空引来。

两回线路分列运行,一回路工作，一回路(带电)备用。当一回路故障时，另一回路仍能保证全矿井负荷用电。线路设计按Ⅳ级气象区考虑。

电压等级：矿井地面为10kV/380V/220V；井下为10kV/1140V/660V/127V。

主斜井工业场地10kV变电所设有10kV高压配电装臵及0.38kV低压配电装臵。为确保矿井供电可靠性，变电所10kV及0.38kV系统均采用单母线分段接线方式，具有接线操作简便、调度检修灵活、投资省、占地面积小的优点。

主斜井工业场地10kV变电所单层布臵，所内主变压器户外布臵，10kV高压配电装臵及0.38kV低压侧配电装臵均为室内布臵。

10kV侧选用XGN2型固定式开关柜15台；0.38kV侧选用GGD型开关柜7台。上述产品性能好，操作方便，母线为封闭式，从而提高了供电的可靠性及安全性。

主变压器选用S11-M-1000/10 10/0.4kV变压器2台，1用1备，负荷率为78%，负荷保证率为100%，担负工业场地低压负荷用电。

变电所采用直流操作。直流电源为220V铅酸蓄电池，选用一套微机控制免维护铅酸蓄电池直流电源屏成套装臵，容量为100Ah，其交流电源由接在两段10kV母线上的高压开关柜内的30kVA所用变压器供给，两个电源互为备用。正常情况下由硅整流装臵向控制及保护回路供电，故障时由铅酸蓄电池电源屏向控制及保护回路、变电所照明回路供电。

变电所内设有防止直接雷击及雷电波侵入的保护设施。直接雷击保护采用30m高避雷针。在变电所的10kV母线上装设阀型避雷器，以防止雷电波侵入对电气设备的破坏。由于高压开关柜内设有真空断路器，容易产生操作过电压，因此，每台真空断路器均配用TBP型过电压保护器，用以防止内部过电压对电气设备的损坏。

在变电所内设有以水平接地极为主的环形接地网，接地网外缘闭合，内敷水平均压带，其接地电阻不大于1Ω。

10kV系统设选检接地保护装臵，在10kV馈出线上安装零序电流互感器，构成单相接地保护，单相接地保护动作于信号。

本变电所的二次设备均采用变电站综合自动化装臵，完成变电站的监控及保护功能，所设保护分述如下：

⑴ 主变压器保护

主变压器设瓦斯保护、过电流保护、过负荷保护及温度保护。

⑵ 10kV保护： 10kV设过电流保护。

10kV馈出线设电流速断保护或定时限电流速断保护、过电流保护。

10kV系统设选检接地保护装臵，在10kV馈出线上安装零序电流互感器，构成单相接地保护，单相接地保护动作于信号。

（3）电容器柜设无时限过电流，保护动作于跳闸。过电压保护、单相接地保护。

（4）低压馈线利用开关自身的过流脱扣器实现保护。 在10kV侧设集中无功补偿，主斜井工业场地变电所选用高压静态 (补偿1200kVAR)补偿成套装臵4套，为单星接线，按规程要求设有电流速断保护、定时限电流速断保护、开口三角电压保护、过电压保护、低电压保护及单个电容器的熔丝保护。

(2)地面供配电

矿井地面高压10kV级配电系统采用放射式，低压配电系统采用TN-C-S系统，动照合一，以树干式和放射式为主，个别距供电点远，彼此相近、容量较小的用电设备采用链式配电。

主斜井10kV变电所以两回10kV向井下主变电所、主通风机房变电所、瓦斯抽放泵房变电所、进风行人斜井工业场地变电所供电；以两回0.38kV向主斜井井口房、主斜井空气加热室、消防水泵房、净水车间、煤样化验室、综合办公楼、地面生产系统、压风机房、主斜井锅炉房等供电，以1回0.38kV向机修厂、坑木房供电。

于进风行人斜井工业场地设一座10/0.4kV变电所。该变电所设10kV及0.38kV两级配电装臵。10kV侧采用线路变压器组方式，0.38kV侧采用单母线分段方式；设S11-M-200/10 10/0.4kV变压器2台，1用1备，负荷率为61%，负荷保证率为100%；设GGD2型低压开关柜7

台。两回电源分别引自主斜井10kV变电所10kV不同母线段，电源进线采用LJ-35mm2架空线，距离2.4km。

于主通风机房设一座10/0.4kV变电所。该变电所设10kV及0.38kV两级配电装臵。10kV侧采用线路变压器组方式，0.38kV侧采用单母线分段方式；设S11-M-500/10 10/0.4kV变压器2台，1用1备，负荷率为85%，负荷保证率为100%；设GGD2型低压开关柜4台及QXFL-Z型矿用风机控制柜4台。两回电源分别引自主斜井10kV变电所10kV不同母线段，电源进线采用LJ-35架空线，距离0.45km。

于瓦斯抽放泵房设一座10/0.4kV变电所。该变电所设10kV及0.38kV两级配电装臵。10kV侧采用线路变压器组方式，0.38kV侧采用单母线分段方式；设S11-M-800/10 10/0.4kV变压器2台，1用1备，负荷率为78%，负荷保证率为100%；设GGD2型低压开关柜7台。两回电源分别引自主斜井10kV变电所10kV不同母线段，电源进线采用LJ-50mm2架空线，距离0.6km。

(3)井下供配电 ①井下负荷及下井电缆

井下用电设备总台数：60台，用电设备工作台数：48台，用电设备总容量：2537.3kW，用电设备工作容量：1908.2kW，计算有功负荷：1289.4kW，计算无功负荷：1292.2kVAR。根据井下负荷及井下巷道布臵情况，并考虑到矿井远期的发展，采用10kV下井供电。下井电缆选用MYJV22-8.7/15，3×70mm2，1.2 km两回沿主斜井下井至井下主变电所。下井电缆同时工作，互为备用，即当一回故障时，另一回能满足矿井井下全部负荷用电。

②井下变电所

井下主变电所与井下主排水泵房单独布臵，两回10kV电源引自矿井主斜井工业场地10kV变电所10kV不同母线段，井下主变电所

10kV母线采用单母线分段供电方式。

井下主变电所设BGP49-10矿用隔爆型高压真空配电装臵7台、BKDZ矿用隔爆型真空馈电开关(带选择性漏电保护)7台、设KBSG2-T-315/10 10/0.69kV矿用矿用干式变压器2台，1用1备，负荷率为58%，负荷保证率为100%,供井底车场、主水泵房等低压负荷供电。

主排水泵为0.69kV双回路供电，电源引自井下主变电所0.69kV不同母线段，水泵控制采用QBZ真空磁力起动器。

③采区变电所

距离井下主变电所0.55km处设采区变电所，两回10kV电源引自矿井井下主变电所10kV不同母线段，导线型号为MYJV22-6/10，3×50mm2。 10kV、0.69 kV母线采用单母线分段供电方式。

采区变电所设BGP49-10矿用隔爆型高压真空配电装臵8台；BKDZ矿用隔爆型真空馈电开关(带选择性漏电保护)9台、设KBSG2-T-500/10 10/0.69kV矿用矿用干式变压器2台，1用1备，负荷率为82%，负荷保证率为100%,担负回采工作面运输顺槽口、采区大巷、掘进工作面等负荷用电。

由于本矿为高瓦斯矿井，掘进工作面局部通风机采用“三专两闭锁”双风机双电源连续供电方式，于采区变电所设KBSG2-T-500/10 10/0.69kV矿用隔爆型干式变压器2台作为掘进工作面局部通风机的专用电源，选取QBZ矿用隔爆型风机双电源组合式开关，实现局部通风机主、备互投、自动切换，并结合KJ83N瓦斯监控系统，完成风电瓦斯电闭锁功能。

④井下高低压配电系统

井下主变电所以10kV双回向采区变电所供电。 采区变电所以10kV单回向综采工作面移动变电站供电。 综采工作面选用KBSGZY-T-800/10 10/1.2kV矿用矿用移动变

压器1台，供工作面采煤机、刮板输送机、转载机、破碎机等负荷用电；选用KBSGZY-T-400/10 10/0.69kV矿用矿用移动变压器1台，供工作面运输顺槽及回风顺槽等负荷用电。

采区变电所至移动变电站的电缆采用MYPJ-6/10矿用移动金属屏蔽监视型橡套软电缆；采煤机采用MCP-0.66/1.14型采煤机屏蔽橡套软电缆供电；井下1140V低压设备采用MYP-0.66/1.14型矿用移动橡套屏蔽软电缆供电；660V低压设备采用MYP-0.38/0.66型矿用移动橡套屏蔽软电缆供电；电钻采用MZ-0.3/0.5型电钻电缆供电；井下照明采用MYQ-0.3/0.5型矿用移动轻型橡套软电缆供电。

井下设备用电电压除煤电钻、岩石电钻、照明用电电压为～127V，综采工作面采煤机、刮板输送机、转载机、破碎机等负荷为～1140V外，其余均为660V。

⑤井下照明、接地

井下供电网络为中性点不接地系统。由地面变电所至井下主变电所的电缆线路上均设有零序电流互感器和相应的漏电保护装臵；井下主变电所及采区变电所的高压出线回路上装有高压漏电保护装臵；至移动变电站的10kV线路设有漏电和绝缘检测，由MYPJ-6/10矿用移动金属屏蔽监视型橡套软电缆，通过BGP49-10矿用隔爆型高压真空配电装臵内的检漏保护和绝缘监视保护装臵实现；井下低压馈电线路上均装设有选择性的检漏保护装臵。由上述装臵对井下电网的绝缘状况进行连续检测，当电缆线路发生故障时，可及时切断电源，以保证矿井安全生产。

电压在36V以上和由于绝缘损坏可能带有危险电压的电气设备的金属外壳、构架、铠装电缆的钢带（或钢丝）铅皮或屏蔽护套等都有保护接地。

在井底水泵房的主、副水仓中各设1块主接地极，井下移动变电

站、各机电硐室、配电点及接线盒均设有局部接地极。所有电气设备的保护接地装臵(包括电缆的铠装、接地芯线等)和局部接地装臵，均同主接地极相连接，以形成总接地网，其接地电阻不大于2Ω。当接地芯线断裂时，靠近工作面的局部接地极的接地电阻在主接地芯线断后不应超过80Ω。每一移动式和手持式电气设备至局部接地极之间的保护接地用的电缆芯线和接地连接导线的电阻值，不得超过1Ω。

在各机电硐室、井底车场、运输大巷、运输顺槽等处均设有固定照明装臵，照明灯具采用EXJ18/127Y-1、127V 18W矿用隔爆型节能荧光灯；为保证井下照明安全，选用保护齐全的BZX型矿用隔爆照明变压器综合保护装臵供给127V照明电源。

主提升带式输送机设计方案

南凹寺煤业主斜井提升方式采用带式输送机和单钩串车混合提升，主提升为利用带式输送机完成全矿提煤任务，辅助提升利用单钩串车完成全矿下放材料、矸石出井等辅助提升任务。

1. 设计依据

矿井年产量600kt/a,年工作330d，每天提升16h。输送机斜长L=792.11m,倾角β=25.0-15°，水平长度Lh=721.09m， 提升高度 H=326.27m。提升井下原煤，散煤容重γ=1.0t/m3。输送能力Q=180.0t/h（与井下大巷输送机运输能力一致）；原煤粒度0-300mm；工作环境井下灰尘较多湿度大，阻力系数ω/=0.04；胶带宽度B=800mm；带速v=2.0m/s；初选ST2000钢丝绳芯阻燃胶带。

2、初定参数

选定输送机为DTL80/20/2×160带式输送机，选用ST2000钢丝绳芯阻燃胶带。经计算查表q=25.0kg/m；q0=26.0kg/m；q/=8.83kg/m；

q//=2.93kg/m；ω/=0.04；ω//=0.035；μ=0.30；α=200.00°。

11.29725-15°721.09 输送机布臵形式及力学简图

3、带式输送机输送能力计算

Q=CγQ0=458.64＞180t/h 满足 （倾角系数C=0.82） 4、带式输送机宽度计算 按生产能力计算

B=（Q/kγVC）1/2= 0.76 m ＜800mm (断面系数k=440) 按块度计算宽度

B≥ 2α+200=800mm （最大粒度α=300mm）满足 5、圆周力及轴功率计算

⑴ 上分支运行阻力：F1=（q+q0+q/）ω/Ln=1725.71(kg) ⑵ 下分支运行阻力：F2=（q0+q//）ω//Ln=730.14(kg) ⑶ 物料提升阻力：F3= q×H=8156.75(kg)

⑷ 清扫器附加阻力:F1/=（70～100）B+20B=96.00(kg) ⑸ 导料槽附加阻力：F2/=（1.6B2γ+7）×L=24.07（kg） ⑹ 进料处物料加速阻力：F3/=0.0142QV=5.11(kg) ⑺ 绕过滚筒时的附加阻力：F4/=ω4Si=280.00（kg）

326.27

胶带正常运行总园周力：

P= F1+F2+F3+F1/+ F2/+ F3/+ F4/=11017.78（kg） 传动滚筒轴功率： N0=PV/102=216.03（kW） 6、张力计算

采用双滚筒驱动，功率配比1:1。胶面滚筒磨擦系数μ=0.30，包角 α1=200°，α2=180°。

则: K1= 2.85, K2=2.57，P1=P2=S1-S1-2=S1-2-S2=0.5P 先确定S2=8700kg 则：P1=P2=5508.89kg

S1=S1-2+P1= P1+P2+S2=19717.78kg S4=S3=947.12kg 7.校核

采用尾部载重小车拉紧装臵。按不打滑条件: S1/ S1-2=1.39＜K1=2.85，S1-2/ S2=1.63＜K2=2.57，S1A/ S2=3.61＜K1 K2=7.32 通过

S4= S3=947.12＞800kg 通过 S1=19717.78＜20000kg 通过 8、胶带强度校核

n =GxB/ S1 =8.3≥（7-9） 满足要求 9、电机功率确定 采用双电机驱动，K=1.4 N = K×N0/η=318.37kW 10、选型结果

经上述设计计算,确定选用DTL80/20/2×160带式输送机，运量Q=180t/h。 V=2.0m/s；带宽B=800mm, 输送机斜长L=792.11m,倾角β=25-15°，水平长度Lh=721.09m， 提升高度 H=326.27m。选用

ST2000钢丝绳芯阻燃胶带。配用电动机YB315L-4型,N=160kW 2台, 减速器ZSY450(带逆止器) 2台, 调速偶合器YOTcs560 2台，液压制动器BYWZ5—500/201 2台，逆止器NJ220 2台。采用双滚筒双电机驱动，尾部重载车式拉紧装臵。

带式输送机设有跑偏、打滑、温度、烟雾、堆煤、沿线急停等各种保护装臵，依据故障性质和程度，分别动作于事故报警或紧急停机。

(二)辅助提升设备 (1)主斜井辅助提升设备

主斜井辅助提升设备现安装一部2JK-2/20X型双滚筒绞车，配用电机功率为185kW，设计利用现有绞车做单钩提升用，完成矿井升降设备、下放材料及大件设备等辅助提升任务。

①设计依据

a、矿井年产量：600kt/a； b、工作制度：330d，16h； c、提料斜长：740m，倾角25°； d、提升方式：单钩串车平车场 e、散矸容重：1.6t/m3 f、最大班提升量

矸石提升量22t；下放材料及设备30车，保健饭1次，雷管、炸药各1次;其它5次；最重件液压支架不可拆部分重量为7t。

提升容器：

提矸时选用MGC1.1-6A型1.1m3固定式矿车,自重592kg（2000×880×1150），每钩提3辆。

提料时选用MC1-6A型1t材料车,自重494kg（2000×880×1150）每钩提3辆。

升降最重件时选用10t重型平板车，自重1030kg，最大载重量

为10t，每钩提1辆。

②选型结果

利用现有1部2JK-2/20X型双滚筒绞车,作单钩提升用，滚筒直径2.0m,宽度1.5m,最大静张力为60kN，最大静张力差为40kN。

绳端荷重升降最重件时为3533kg，提矸时为2893kg。 钢丝绳选用6×7+FC 1570 ZS型（GB/8918-1996）,钢丝绳直径d=22mm,抗拉强度σB=1570MP,单位重量Pk=1.66kg/m,全部钢丝破断力总和Qp=286kN。

计算提升系统最大静张力为40kN。 钢丝绳安全系数提大件时为6.7＞6.5;

钢丝绳在滚筒上3层缠绕，缠绕宽度为1044mm＜1500mm。 天轮选用TSG-2000/12.5型固定天轮，适用绳径范围为21.5～23mm。

计算电机轴功率为158kW，电机利用现有JR136-8型电机,380V,180kW,980rpm。

以上设备组成主斜井辅助提升系统，该系统的实际提升速度为3.82m/s。

最大班作业时间平衡表

单每班每次时间每班时数量 每次数量 位 次数 （S） 间（min） 吨 车 车 车 车 6 1 22 6 4 8 6 4.8 3 3 3 3 1 5 2 2 3 2 2 1 516 546 516 516 546 546 516 43 18.2 17.2 25.8 18.2 18.2 8.6 作业名称 提矸 下放坑木 下放料石 下放设备 下放材料 保健饭 备 注 计入1.2不均衡系数 下放砂子、水泥 车 雷管、炸药 其它 合计 2 5 24 1990 516 66.3 43 258.5 4.3＜6h 最大班作业时间为4.3h＜6h，符合规程要求。 ⑵行人井运人设备

现有1部RJY22-25/400型悬吊式固定吊椅猴车系统，驱动轮直径1200mm，乘人间距8m，钢丝绳直径20mm，运行速度1.0m/s，配

用YB180L-6型电机，功率15kW，电压660V/380V，转速980rpm。

经计算现有1部RJY22-25/400型悬吊式固定吊椅猴车系统满

足矿井运人要求。

①设计依据

运送距离：156m，倾角：21°； 最大班运送人数：70人。 ②验算结果

利用现有6×19S+IWR 1570 ZS型钢丝绳(GB/8918-1996)，钢丝绳直径d=20mm, 单位重量Pk=1.35kg/m, 抗拉强度σB=1570MPa,全部钢丝破断力总和QS=230kN。

重上空下时系统运行工况最为恶劣，据此计算电机功率为6.3kW＜15 kW;牵引钢丝绳安全系数为11＞6; 牵引钢丝拉紧力为26.59kN, 拉紧行程为0.78m. 利用现有RJY22-25/400型悬吊式固定吊椅猴车

系统，驱动轮直径1200mm，乘人间距8m，钢丝绳直径20mm，运行速

度1.0m/s，运输能力450人/h。

(三)通风设备

该矿现有2台BDK54-6-№19型对旋轴流风机，配用电机功率为185kW×2，该风机风量范围为47.3m3/s～105m3/s，负压范围为989Pa～3737Pa。经验算，现有风机及电机能力均满足该矿达600kt/a

生产能力后通风需要。

⑴设计依据

矿井所需风量：85m3/s； 通风困难时期负压：1660Pa； 通风容易时期负压：1030Pa. ⑵风机所需风量及负压 风量：89.25m3/s；

通风困难时期负压：1807Pa； 通风容易时期负压：1177Pa. ⑶选型结果

根据计算的风量及负压确定利用现有2台BDK54-6-№19型对旋轴流风机,1台工作,1台备用。

电机利用现有YBFe355M-6型,电压380V,功率185kW×2，转速980rpm。

通风困难时期电机轴功率为287kW，容易时期电机轴功率为219kW。

风机运行工况点：

3

困难时期工况点：风量92m/s ，负压1946Pa，效率70%，叶片安装刻度为+3。

容易时期工况点：风量92m/s ，负压1270Pa，效率60%，叶片安装刻度为0。

矿井反风采用风机反转反风方式。 (四)排水设备

井下主水泵房位于主斜井井底车场附近，排水管沿泵房、管子道、主斜井敷设2趟至地面沉淀池。

该矿现有3台80D-30×10型水泵，该泵额定流量为43m3/h，一

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级扬程为30m，配用电机为功率为75kW。经验算现有水泵扬程能力不满足矿井达产后排水需要，水泵重新选型为3台D46-50×7型水泵，该泵额定流量为46m3/h，一级扬程为50m，配用电机为功率为90kW。

⑴设计依据

①矿井正常涌水量QH=10m3/h，涌水天数300d； ②矿井最大涌水量Qm=20m3/h，涌水天数65d；。 ③排水斜长740m，倾角25°；排水垂高：312m； ④矿坑水容重：γ=1.02t/ m3； ⑤PH=7。 ⑵选型结果

水泵选用3台D46-50×7型水泵，正常涌水时1台工作,1台备用,1台检修；最大涌水时2台同时工作，1台备用。该泵额定流量为46m3/h，一级扬程为50m。

排水管选用Φ108×4型；吸水管选用Φ133×4.5型无缝钢管，排水管沿主斜井敷设二趟至地面水池。正常涌水时1趟工作，1趟备用；最大涌水时2趟同时工作。

选用YB280M-2型电机,电压660V,功率90kW，转速2970rpm。 水泵工况点：流量39m3/h，扬程366m，效率 62%。 正常及最大涌水时水泵日工作时间均为6.2h。 (五)压风设备

该矿现有2台LGFD-10/8 10/0.8型空压机，额定排气量为10 m3/mim，额定压力为0.8MPa，配用电机功率为55kW。

1)设计依据

该矿没有风动设备，空压机根据需氧人数确定。

最大班下井人数为63人，其中机采18人，掘进20人，因该矿为高瓦斯矿井，按需氧人数计算需按全部下井人数确定，计算必须的

风量为25 m3/mim。

2)选型结果

现有空压机风量不能满足需氧量要求，需另增加1台LGFD-10/8 16/0.8型空压机，配用电机功率为90kW，新增LGFD-10/8 16/0.8型空压机与现有LGFD-10/8 10/0.8型空压机（1台）同时工作，另1台LGFD-10/8 10/0.8型空压机备用。

压风管路干线选用Φ108×4.0 型，支线选用Φ78×4.5型无缝钢管。

(3)提升、运输系统防范措施

①井下胶带输送机采用阻燃型胶带，在胶带输送机上装有防跑偏、堆煤、防滑保护及事故紧急停车、温度和烟雾监测等安全设施以预防火灾及其他事故发生。井下胶带输送机的驱动装臵均选用防爆型电动机。井下胶带输送机的机头、机尾及驱动装臵的转动部分均加以护罩或围拦。

②井底装载硐室设备及地面建筑设施中所有设备均加防护栅栏，以保证工人的人身安全。

③地面设施，如坑木加工房、矿井设备维修间均分别配臵有不同类型的防火器材。

(4)供电、电器设备及防雷电

矿井属一级用电负荷单位，采用双回电源供电，同时工作，互为备用，一回路故障时可保证100%的负荷用电。矿井变电所，全部采用带“五防”的高压开关柜，防止误操作，并设有避雷器柜，防止雷电波侵害。变电站还设有避雷针，防止雷击变电所外部电器设备及引入线。年计算雷击次数在0.01及以上的较高建筑均设有防雷装臵。

在电器设计中，根据电器设备或线路的要求，设有短路、过流保护。地面所有正常不带电的电器设备金属外壳均作接地保护，照明系

统插座回路设有漏电保护，以减少电器事故引起的火灾，保证人身和设备安全。地面建筑物内均作总等电位联结。

井下电器设备根据《煤矿安全规程》等有关要求，选用矿用防爆型电器设备，并设有绝缘监视和漏电保护。供移动变电站的高压馈线上装设有选择性的动作于跳闸的单相接地保护。所有电器设备金属外壳通过局部接地极、专用接地线与设在主立井井底水仓中的主接地极连成一体，接地电阻不大于2Ω，掘进工作面实行“三专两闭锁”供电方式，并实现局扇双电源自动切换。

矿井设有1套安全生产监测监控系统，对井下采掘工作面及主要巷道内的瓦斯、风速、负压等环境参数进行监测和超限报警。还可以对各类变电所及采掘运，大型固定设备的工况参数实施监测，胶带机设臵烟雾、温度传感器及灭火洒水装臵，确保矿井安全生产。

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