灵北施工组织设计

《灵北施工组织设计》由会员分享，可在线阅读，更多相关《灵北施工组织设计（102页珍藏版）》请在装配图网上搜索。

1、山西汾西矿业集团灵北煤矿2012年度施工组织设计及灾害预防计划中煤五公司第一工程处二一一年十一月十五日编 审 人 员设计名称:山西汾西矿业集团河东煤矿灵北煤矿2012年度施工组织设计及灾 害预防计划编制姓 名职 务专业职称签 名日 期审查目 录1工程概况 5 -2工程地质及水文地质- 6 2。1工程地质情况 6 -2.2矿井瓦斯情况- 7 -2。3水文情况- 8 3.施工方案与计划安排- 9 3。1施工方案 9 -3。2施工计划安排- 12 -4施工辅助系统- 16 -4。1提升系统- 16 4.2运输系统 25 4。3压风系统 26 -4.4排水系统 27 -4.5供电系统 27 -4。6通

2、讯、信号及照明 33 -4。7供水系统 33 4。8砼搅拌、输送系统- 34 -4。9通风系统 34 -5质量保证体系（质量计划）- 44 -5.1质量目标 44 5。2 质量保证体系程序- 44 5.3作业指导书- 48 5。4检验、实验和试验- 48 5。5质量保证措施- 49 5。6工程质量管理体系- 49 5.7安全质量标准化要求 53 -6环境管理 57 6.1废弃物处置 57 6。2危险品控制- 58 -6.3节能降耗- 58 6。4对不符合的控制- 58 6。5环境管理安全措施 58 -7职业健康与安全技术措施 59 -7。1危险源辩识 59 -7。2职业健康安全风险的确定及风险

3、控制- 59 -7。3职业健康安全运行控制 60 -7.4应急准备和响应- 60 7。5主要安全技术措施 60 7。5。1职业健康 60 7.5.2“入井人员安全技术措施- 61 7.5.3爆破安全技术措施- 61 7.5。4“一通三防管理- 63 -7.5。5顶板管理- 67 7。5。6运输管理- 67 7。5.7电气设备使用安全措施 68 -7。5.8防治水安全措施- 69 -7.5.9电机车运输安全措施- 69 7。5.10综掘机使用安全措施- 69 -7.5.11超前钻探安全技术措施- 71 -8.灾害预防计划- 72 8.1矿井安全条件，重大危险源检测评估情况 72 8.2可能发生事

4、故的地点和因素 73 8.3矿井灾害预防及处理措施- 73 8.3。1水害事故的预防及处理措施 73 8.3.2瓦斯灾害的预防及处理措施 75 8。3.3火灾事故的预防及处理措施- 80 8。3.4顶板事故的预防及处理措施 81 -8。3。5煤尘爆炸事故的预防及处理措施 83 -8.3。6运输提升事故的预防及处理措施 84 -8。3。7机电事故的预防及处理措施- 85 -8。3。8综合处理措施- 86 8.4救灾物资和救灾组织- 86 8。4。1救灾物资及管理 86 -8。4.2避灾组织及避灾路线 87 -8.4。3矿井发生重大事故的抢救及有关人员职责 87 8。4。4必备的技术资料 89 -

5、8.4。5矿井应按不同场所和作业对象设置各种安全标志牌- 89 -8.4.6 煤矿救护一般规定- 90 8.4。7事故汇报程序和单位领导通知方法 91 -8。5灵北项目部2012年度教育培训计划 91 9灾害预防和处理计划的贯彻执行和实施 93 -山西汾西矿业有限责任公司灵北矿井2012年施工组织设计及灾害预防和处理计划1工程概况山西汾西矿业公司灵北煤矿位于山西省灵石县两渡镇境内，距灵石县城约20公里，采用斜井开拓方式 。目前,主、副、斜三条斜井均已贯通，形成了主、副斜井进风，回风斜井回风的全负压通风系统，工程项目已全面进入二期工程的施工。根据施工计划，+620m水平胶带巷、+620m水平回风

6、巷在年初施工完成后，上组煤进行一采区轨道、一采区胶带大巷、一采区回风大巷、5#煤层甩车场的施工，期间实现2104工作面的投产；下组煤进行+530m水平轨道大巷、+530m水平胶带大巷、+530m水平回风大巷,期间实现下组煤采区的投产。2012年施工作业计划，上组煤：+620m水平回风大巷、+620m水平胶带大巷、一采区轨道巷、一采区胶带大巷、一采区回风巷、5煤层轨道大巷、5煤层甩车场；下组煤+530m水平轨道大巷、+530m水平胶带大巷、+530m水平回风大巷、通风联络巷、9101工作面回风顺槽.附:工程平面图（图1)、灵北矿井2012年度工程施工计划表及工程技术特征表1-1。灵北矿井2012

7、年施工主要工程技术特征表序号工程名称工程技术特征工 程 量m2012年计划完成量 m掘进断面净 断 面支护形式1+620m水平回风大巷17.2315.67锚网喷7591362+620m水平胶带大巷18。9818.32锚网喷7591273一采区轨道巷13。7112。28锚网喷20569164一采区胶带大巷16.7314。34锚网喷20849215一采区回风大巷13。7112。28锚网喷211593065#煤层轨道大巷16。7815。21锚网喷75973075煤层甩车场16。7815.21锚网喷374.7593158+530m水平轨道大巷19。5116。82锚网喷2463.96029+530m水平

8、胶带大巷19。5117。32锚网喷2195。042185010+530m水平回风大巷19。5117.82锚网喷2487。34210611通风联络巷18.9817。32锚网喷2525129101工作面回风顺槽18.9817.32锚网喷2525合计86802工程地质及水文地质井田内出露地层及钻孔、井筒施工实际揭露的地层老至新有:奥陶系中统上马家沟组(O2s）、峰峰组（O2f）,石炭系中统本溪组(C2b）、上统太原组（C3t），二叠系下统山西组(P1s）、下石盒子组（P1x），上统上石盒子组（P2s）、第三系（N）、第四系（Q）地层.2.1工程地质情况2.1。1上组煤巷道施工主要地层自上而下为：细粒

9、砂岩，层厚4.25m，灰色，中厚层状，波状纹理含大量植物根茎化石，中部夹薄层泥岩，石英为主，长石次之；泥岩,层厚3.7m深灰色，薄层状均匀层理，平坦状断口，含少量植物根茎化石,局部破碎；粉砂岩，层厚3.45m，深灰色，薄层状，波状纹理参差状断口含少量植物根茎化石；砂质泥岩,层厚3。1m灰色，中厚层状,均匀层理，层次状断口，具斜裂隙，含不完整植物根茎化石;2#煤层，层厚0。71。5m,黑色，粉末状，亮煤为主，暗煤次之,玻璃光泽，煤层结构复杂，含03层夹矸，夹矸厚0.050.69m。煤层发育较稳定.煤层的直接或间接底板为含泥质薄层的细粒砂岩，具典型的潮汐层理，即波状、脉状、透镜状层理,是确定该煤层

10、的重要依据；泥岩，层厚0。89m，深灰色,厚层状水平纹理，平坦状断口，具垂直裂隙，方解石填充，含大量植物根茎化石;砂质泥岩，层厚3.5m，灰色，中厚层状均匀层理，层次状断口，具斜裂隙，含不完整植物根茎化石，上部有薄层菱铁质泥岩.细粒砂岩,层厚4.15m,灰白色,中厚层状，波状纹理，含星闪状云母片,分选中等，石英为主，长石次之；砂质泥岩，层厚4.25m，深灰色，中厚层状，均匀层理，松软，局部破碎；粉砂岩，层厚3.05m，灰色，中厚层状，波状纹理，参差状断口，具斜裂隙；细粒砂岩，层厚1.3m，灰色,薄层状，波状纹理，含泥质条纹,具斜裂隙，方解石填充，石英为主，长石次之；砂质泥岩，层厚2.55m，中

11、厚层状，均匀层理,松软，局部破碎；泥岩，层厚3.5m,厚层状水平纹理，平坦状断口,具垂直裂隙，方解石填充，含不完整植物根茎化石；粉砂岩，层厚4。45m，深灰色，中厚层状，水平纹理，参差状断口；泥岩，层厚3。63m,厚层状，水平纹理，平坦状断口，具垂直裂隙，含不完整植物根茎化石，岩层中夹0。29m后煤线；5煤层，层厚0。56-1.8m，黑色,粉末状，亮煤为主，暗煤次之，玻璃光泽，属半亮型煤，层位稳定，结构简单，长具炭质泥岩伪顶和伪底，直接或间接底板K6砂岩，为褐灰色,中粗砂岩，屑石英砂岩，表面极为粗糙；砂质泥岩，层厚1.41m，深灰色，中厚层状,均匀层理，松软，局部破碎;2.1.2下组煤巷道施工

12、主要地层自上而下为:K2石灰岩,层厚7。5m，灰色，厚层状，隐晶结构，参差状状断口，与酸起反应。9煤层，层厚1.3m,黑色，粉末状，亮煤为主，暗煤次之，玻璃光泽，属半亮型煤.泥岩，层厚3。6m，灰黑色，厚层状，水平纹理，参差状断口,局部松软破碎。 10煤层,层厚4.3m，黑色，粉末状，亮煤为主，暗煤次之,玻璃光泽，属半亮型煤。中间夹矸两层，分别为0。45m，0。37m。泥岩，层厚2.75m，深灰色，厚层状,均匀层里，平坦状断口,含少量植物根茎化石；11煤层,层厚0.91m，黑色,粉末状，亮煤为主，暗煤次之，玻璃光泽，属半亮型煤。泥岩，层厚1。19m，灰黑色，厚层状，水平纹理，平坦状断口,具斜裂

13、隙未充填。2012年施工区域内无大的断层、褶曲、陷落柱等地质构造。附：地质柱状图2.2矿井瓦斯情况根据施工时实测得到的数据，矿井的最大绝对涌出量在0。375m3/min左右。2.3水文情况矿井2、5、9#、10#、11#煤层以裂隙含水层充水为主，属弱富水性含水层。上组煤（2、5#)水文地质条件简单，下组煤（9#、10#、11#）离奥灰较近,局部地段为带压施工区域。2.3.1 2煤层充水因素2煤层顶板充水主要为掘采时形成导水裂隙带内砂岩裂隙含水层水,即2煤层顶板砂岩裂隙地下水，但该含水层段裂隙不发育，补给条件差，地下水为静储量为主.井田内2#煤层位于太原组K2岩溶裂隙含水层及峰峰组二段碳酸盐岩岩

14、层裂隙含水层水位之下，存在熔岩裂隙水通过断层或陷落柱对煤层产生侧向突水的可能。生产施工中坚持“预测预报,有掘必探，先探后掘,先治后采”的原则。2。3。2 5煤层充水因素5煤层顶板充水主要为开采时形成导水裂隙带内砂岩裂隙含水层水，但该含水层段裂隙不发育，补给条件差，地下水以静储量为主。勘探区内部分：5 #煤层位于太原组K2岩溶裂隙含水层及峰峰组二段碳酸盐岩岩层裂隙含水层水位之下。存在熔岩裂隙水通过断层或陷落柱对煤层产生侧向突水的可能或存在熔岩裂隙水通过断层或陷落柱沟通其他含水层对煤层产生侧向突水的可能。生产施工中坚持“预测预报，有掘必探，先探后掘，先制后采”的原则.井田内地形不利于大气降水入渗.

15、对矿床充水的含水层富水性弱，且井田内断层及陷落柱稀少，对岩层破坏程度小，含水层之间联系微弱或无联系.综上所述，井田内水文地质条件简单。井田2、5号煤层开采以上覆砂岩裂隙含水层为主要充水含水层.井田水文地质勘探类型确定为二类一型。2。3。3 9、10、11#煤层充水因素9、10、11#煤层顶板充水主要为开采时形成导水裂隙带内太原组岩溶裂隙含水层水，即K2、K3、K4岩溶裂隙水。K2岩溶裂隙水富水性弱强。局部受构造影响，富水性好。 9、10、11煤层底板充水：煤层位于峰峰组二段碳酸盐岩岩溶裂隙含水层水位之下。由设计可知施工下组煤二期工程时，+530m水平轨道巷标高最低,根据矿方提供的193号钻孔质

16、料显示，+530m水平轨道巷距奥陶系灰岩铅垂距为24m，奥陶系灰岩含水层静水位为+544.000m。因此，施工中注意观察突出预兆，施工中坚持“有掘必探、先探后掘”的防治水原则.勘探区内9、10、11号煤层位于峰峰组二段碳酸盐岩岩溶裂隙含水层水位之下，存在岩溶裂隙水通过断层或陷落柱对煤层产生侧向突水的可能或存在岩溶裂隙水通过断层或陷落柱沟通其他含水层对煤层产生侧向突水的可能。因此在断层或陷落柱附近一定要留防水煤柱，防止侧向突水。3。施工方案与计划安排3.1施工方案目前,灵北矿井已形成了主、副斜井进风，回风斜井回风的全负压通风系统，主斜井皮带、一采区胶带巷皮带、上组煤煤仓、2煤轨道巷1溜煤眼、一采

17、区轨道巷1溜煤眼、上组煤一采区2#溜煤眼已投入使用，根据工程衔接情况分两阶段施工。3。1。1第一阶段：2104工作面系统形成之前：掘进工作面一：施工完北侧段的+620m水平回风大巷后,转入施工一采区轨道巷。该段巷道排矸利用上组煤一采区2#溜煤眼、一采区胶带巷皮带、上组煤仓及主斜井皮带提升至地面。掘进工作面二：+620m水平胶带大巷完成后，转入施工一采区回风大巷。该段巷道排矸利用与2101工作面轨道顺槽的交叉立眼将矸石溜到2101工作面轨道顺槽里，再利用耙矸机将矸石耙至上组煤一采区2溜煤眼内，然后转载至一采区胶带大巷皮带上，通过上组煤仓及主斜井皮带提升至地面。掘进工作面三：正南方向施工+620m

18、水平回风大巷，直至与2煤层轨道巷联络巷贯通.该段巷道排矸利用2煤层轨道巷溜煤眼、一采区胶带巷皮带、上组煤仓及主斜井皮带提升至地面.掘进工作面四：施工副斜井5#煤层甩车场及其与轨道巷连接,直至施工完成.该段巷道排矸利用副斜井主提提升系统串车提升至地面。下组煤工作面一：+530m水平胶带大巷采用综掘机械化掘进，该段巷道排矸利用+530m水平胶带大巷的皮带、下组煤仓及主斜井皮带提升至地面。3。1.2第二阶段:2104工作面系统形成后:掘进工作面一:一采区轨道巷暂停施工后，转入下水平+530m水平轨道巷的施工,该段巷道排矸利用耙矸机配套皮带、刮板输送机及+530m水平胶带巷皮带、下组煤仓、主斜井皮带提

19、升至地面。掘进工作面二：一采区回风大巷暂停施工后，转入一采区胶带大巷的施工，该段巷道排矸利用一采区胶带大巷皮带、上组煤仓及主斜井皮带提升至地面。掘进工作面三：+620m水平回风巷暂停施工后，转入5煤层轨道大巷的施工，该段巷道排矸利用副斜井主提串车提升至地面。下组煤工作面一：+530m水平胶带巷施工结束后,将施工通风联络巷、+530m水平轨道巷、9101工作面回风顺槽.下组煤工作面二：副斜井5#煤层甩车场施工结束后，将采用综合机械化施工+530m水平回风大巷，该段巷道排矸通过刮板输送机转载至+530m水平胶带大巷皮带上,利用下组煤仓及主斜井皮带运输至地面。施工期间上组煤材料、设备从副井井筒主提上

20、下至2煤层甩车场，然后转载至各掘进工作面。下组煤材料、设备通过副井井筒副提上下至井底车场，然后利用矿车经+530m水平轨道大巷运至各工作面。备注:2012年施工计划若矿方整体部署调整，施工计划将进行调整。3。1。4炮掘法掘进根据施工能力配备及工程特征，上组煤所有巷道、2#煤、5#煤大巷均采用普通炮掘施工。掘进：采用YT26型风钻打眼，全断面一次钻进,钻眼深度为2.2m。为确保钻眼质量及速度，实行定人、定位、定工作量的分片包干制。钻眼爆破作业要严格按爆破设计施工,保证钻眼、装药、联线，放炮等各工序的质量,并根据岩石硬度等实际情况,及时调整爆破参数，提高爆破效果,确保巷道成型。钻眼时，除掏槽眼以外

21、的所有炮眼，眼底均要落到同一平面内,炮眼角度符合要求。钻眼完成后，将炮眼内岩（煤)粉用压风吹净，然后按爆破图表要求进行装药，经检查无误后，方可进行联线，联线方式为串联，将每个雷管的脚线连在一起，并检查有无漏连，无误后与母线联接。放炮前工作面附近所有的设备要进行掩护，人员撤离到安全地点躲避，起爆地点到爆破地点的距离必须在作业规程中具体规定。爆破采取毫秒延期电雷管全断面一次爆破方式.钻眼爆破法施工要根据围岩的不同情况来调整爆破参数，严格按爆破图表施工，光面爆破周边眼保证爆破后眼痕率在85以上,不得欠挖，局部超挖控制在150mm以内.顶帮锚网安装：顶部锚杆安装采用MQT120型气动锚索钻机打眼及安装

22、。帮锚杆钻孔及安装采用YT26型风钻施工。顶部锚杆施工时,先施工顶板中央锚杆孔，然后连接钢筋网。在指定锚杆位置打孔后，将锚固剂药卷装入孔内，利用锚杆机把带有钢筋网、钢筋梯子梁、托盘、螺母等部件的锚杆推入设计位置并搅拌20s，停机3050s使树脂固化,然后再启动钻机，使用锚杆快速安装器将锚杆螺母拧紧，坚持打一孔注一孔。两帮锚杆滞后拱部锚杆12排施工,施工顺序自上而下，由后向前逐排进行。锚杆安装完毕完备,最后用风动锚杆机拧紧螺母。顶锚杆用MQT120型气动锚索钻机打、装，帮锚杆采用QMS-30帮锚杆钻眼，MQS-90J气动锚杆安装机安装锚杆.喷射混凝土：工作面锚网支护完成后，立即进行初喷支护，喷厚

23、不低于50mm，喷砼紧跟工作面，及时封闭围岩。喷射砼前，应清洗岩面，喷射作业中严格控制水灰比,喷砼表面应平整，湿润光泽.炮掘施工巷道通过耙矸机耙至1.5t矿车内，经蓄电池电机车牵引串车运输至2、5#煤甩车场.采用“三、八”工作制，掘进、出矸、临时支护、永久支护多工序平行交叉作业,最大限度地提高作业效率。3。1。5综合机械化掘进综掘设备：+530m水平胶带大巷、+530m水平回风大巷施工采用综合机械化掘进，所需EBM-200 型综掘机2台、DSJ80/40/255型可伸缩双向带式输送机4部、DSJ100/70 型可伸缩双向带式输送机2部、DSJ120/100型可伸缩双向带式输送机2部、SGW62

24、0/40T型刮板运输机2部。（一） 工艺流程:准备截割转载运输退出支护.(二） 操作要点:a、交接班后,开机截割，经综掘机扒装系统转载到后部运输机运输.b、在截割、运输时，及时准备支护材料.c、截割完毕立即挂网，往前移动前探梁进行临时支护，加牢固后，再按照由中间向两帮的顺序打锚杆眼并安装锚杆，上紧托盘进行永久支护。d、巷道掘进的同时后部进行铺设临时轨道、巷道四清及运送物料等工作。截割方法、顺序为了确保巷道成形，巷道采用横向往复式截割,并按照先下后上、先中间后四周的原则截割.综掘机截割时将截割头调至巷道中，由巷道下中部开口进刀,左右摆动，割出横槽，然后由下向上截割,进刀深度以0。5m为宜，先截割

25、至与设计接近的断面，最后从巷道的左下角进刀截割至设计断面。截割工作完成后，退出综掘机进行支护，支护工作完成后再开始进行下一个循环截割。综掘机截割顺序见图31。图31：综掘机截割顺序示意图说明:、本图为机掘巷道截割滚筒运行轨迹示意图. 、图中1点为滚筒进刀起始点。 、图中2点为刷宽成巷起始点.3.1。6临时支护采用单体液压支柱采用打单体液压支柱作为临时支护。爆破后, 班长指派一名有经验的老工人站在永久支护下用长钎杆或长柄工具对工作面进行严格的敲帮问顶，找净找掉顶帮的活矸活煤，在确认顶、帮安全无误后，利用不少于3根液压支柱对顶板进行临时支护，液压支柱必须穿鞋戴帽。3。2施工计划安排3。2。1施工计

26、划安排第一个工作面:+620m水平回风大巷（北段）-一采区轨道大巷+530m水平轨道大巷第二个工作面：+620m水平胶带大巷一采区回风巷一采区胶带大巷第三个工作面：+620m水平回风大巷(南段）-5煤层轨道大巷第四个工作面:副斜井5#煤层甩车场及其与轨道巷连接+530m水平回风大巷第五个工作面:+530m水平胶带大巷通风联络巷-+530m水平轨道大巷-9101工作面回风顺槽3。2。2施工设备计划施工主要设备表 表32序号设备名称规格型号数量备注一掘进排矸设备1综掘机EBM-2002台2耙矸机P-120B3台3耙矸机P-90B2台4耙矸机P-60B1台5湿式振弦除尘风机ZMJC-C 7.5KW

27、660V/1140V6台6矿车1。5吨100辆后增至2007可伸缩双向带式输送机DSJ80/40/2*55 660/11404部8可伸缩双向带式输送机DSJ100/70 660/11402部矿方提供9可伸缩双向带式输送机DSJ120/100 660/11402部矿方提供10刮板运输机SGW620/40T 660/1140V2套11翻罐笼1.5T2套12蓄电池电机车CDXT5B2台13蓄电池电机车CTY5/6GB1台1425KW小绞车JD-2510台1540KW小绞车JD401台1611.4KW小绞车JD11.45台二通风、排水、压风1风动泵BQF50/257台2潜水排沙泵BQS1530-4KW

28、10台3多级卧泵MD46060*65台矿方设备4多级卧泵MD46-50*62台5多级卧泵MD8567*51台6局部通风机FBDNO6。321512台7局部通风机FBDNO7。3-2*306台8压风机SA120A5台三砼搅拌、输送设备1搅拌机JS-5001台2电子自动计量系统PLD-16001套3喷浆机PC7I（B）660/1140V7。5KW10台四供电设备1变压器KBSG-500/10（6）/1.14（0。69）KV4台风机2变压器KBSGZY 500/10(6）/1.14(0.69)KV6台工作面动力3变压器KBSGZY 630/10（6）/1。14（0。69）KV3台矿方提供4矿用隔爆高

29、压配电开关PBG100/1028台5矿用隔爆高压配电开关PBG-500/10Y3台6矿用隔爆高压配电开关PBG-315/10Y2台7矿用隔爆低压配电开关KBZ400/1140（660）20台8井下监控分站KJ70N10套分站根据现场配置五其他设备1装载机ZL-50G1台2江铃汽车JX1043DSLA21台3电焊机BX3-50010台4矿灯充电架KCLA102（W）7架5经纬仪J21台6水平仪S31台7激光仪DJE-1型7台3。2.3劳动力配备计划 根据施工计划安排，劳动力配备分普通法掘进和综合机械化掘进.普通法掘进每个掘进队劳动力配备 表33序号工种人数备注1打眼工432放炮工233打锚索工2

30、34喷浆工635耙矸机司机136调度绞车司机337信号把钩工638维护工139班长1310跟班干部1311小计81综合机械化掘进每队劳动力配备 表34序号工种人数备注1掘进机司机232打锚杆工433打锚索工234攉煤工435刮板机司机136胶带机司机337信号工238维护工239跟班干部1310跟班班长23合计69人员配备：运搬队：72人；机电科：41人;通风队:31人；其它管理辅助人员：35人；合计：179人.综上,全项目部大巷掘进期间，配备3个炮掘队，两个综掘队,共需配备人员配置为381人，加后勤辅助人员179人,总计560人。4施工辅助系统4。1提升系统4。1。1主斜井井筒提升系统:1、

31、主斜井井筒内由甲方安装一部型号为DTL120/850/2*710的皮带输送机（皮带使用和维护由我方人员负责)，井下各工作面的煤和矸经过各巷道的带式输送机或刮板输送机至下、下组煤仓，煤仓内煤或矸石再通过转载给煤机转载到主井筒内主皮带最后由主井筒内主皮带运往地面选煤场。 2、在主斜井筒内另一侧还安装了一部型号为RJY75-16/1030型的架空乘人装置，专门用来运送上、下井人员。其主要技术参数如下型号单位RJY75-16/1030最大适应工作坡度16最大工作适应距离M1030电机型号/YBZ-315S6驱动电机功率KW75减速机型号/GCWS400-71-31制动器型号/BYWI3B-400/12

32、5最大运行速度m/s1.12牵引钢丝绳直径mm24牵引钢丝绳型号/6*19S-FC牵引钢丝绳最大静张力KN72.98牵引钢丝绳最大静张力差KN21。73牵引钢丝绳最小破断拉力KN483钢丝绳最低安全系数/6围包角度180驱运轮直径mm1500迂回轮直径mm1500尾轮最大预紧张力KN37尾轮张紧最大行程M9双向最大输送效率人/h510同时乘坐人数人250驱动轮轮衬摩擦系数/0.25系统电压V380/660V托轮间距M8吊椅间距M12尾轮张紧形式/重锤张紧张紧钢丝绳直径Mm12张紧钢丝绳最小耍破断拉力KN69.84。1。2、副斜井提升系统方案：副井主、副提都采用3辆1.5t矿车串车提升物料，轨距

33、均为600mm，规格为22kg/m。副斜井主提主要服务于2号甩车场的物料和矸石运输,副斜井副提服务于下水平物料下放和串车提升。井下在2甩车场巷道、副斜井井底车场布置平车场，满足上、下水平工作面运输需要。地面在井口设置甩车场，主副斜井中部布置环形车场，轨距为600mm，轨型22/m，轨道坡度按3施工，在井筒两侧各设信号房；地面设置简易翻矸系统，人工推车翻矸，装载机装矸，汽车排矸.拌料系统设置在副斜井井口东侧，布置一台JS-500搅拌机，配备一台PLD1600自动计量上料系统；布设轨道与环形车场沟通。 绞车主要技术参数表序号项 目型号或参数主提副提备注1提升机JK-2。0/20JK2。0/202最

34、大静张力kgf600060003最大静张力差kgf600060004电机功率kw2802005电机转速（rpm/min）7355876最大提升速度m/s3。843.077选用钢丝绳直径mm24。524。58提升容器m31。731.7*39天轮规格mm2000160010钢丝绳终端载荷kgf117221072211钢丝绳破断力总和(kgf）393724018812钢丝绳安全系数7。78.1一、在矿方永久提升绞车房安装之前，副斜井主提主要服务于2号甩车场的物料和矸石运输,副斜井主提运输物料按照3辆/钩，提升矸石3辆/钩；根据现有电机满足施工需要，先以运输物料选型计算如下：1、绞车JK-2。0/20

35、 Vm=3.84m/s D=2.0m B=1。5m 电机参数 280kw 735r/min 最大静张力60KN最大静张力差60KN2、 提升容器1。5吨矿车 自重：718Kg3、提升钢丝绳的选型及校核提升物料荷重 Q=0.8VjVg=0。81。732100=8568kg提升钢丝绳终端载荷 Q0 =Q+QZ =8568+7183=10722Kg钢丝绳单位长度重量PS （Kg/m) PS = Q0(sin+1 cos)/110B /9.81ma-L（sin+2cos) =10722（sin210 +0。01 cos210)/1101670/9。816。5-550(sin210 +0。2 cos21

36、0）=1。52Kg/m选择钢丝绳据PSB PS查表选钢丝绳型号为67-24.5-1670 PSB=2。02Kg/m 钢丝破断拉力总和40163kgf钢丝绳安全系数校核 m= Qd/ Q0(sin+1 cos)+ PSBL（sin+2cos）=40163/10722(sin210 +0.01 cos 210）+2.02550（sin210 +0。2 cos 210）=40163/4933。5=8。86.5 符合安全规程规定4、提升机强度校验：最大静张力差为: Fj= Q0（sin+1 cos）+ PSBL（sin+2cos） = 10722（sin210 +0。01 cos210)+2.0255

37、0(sin210 +0.2 cos210）=4823。5kg PS查表选钢丝绳型号为6724-1670 PSB=2。02Kg/m 钢丝破断拉力总和39959kgf钢丝绳安全系数校核 m= Qd/ Q0（sin+1 cos)+ PSBL（sin+2cos）=39959/10722（sin210 +0。01 cos 210）+2.02800（sin210 +0。2 cos 210）=39959/4933.5=8。26。5 符合安全规程规定4、提升机强度校验：最大静张力差为： Fj= Q0(sin+1 cos）+ PSBL（sin+2cos） = 10722（sin210 +0.01 cos210）

38、+2。02800(sin210 +0。2 cos210）=4819kg PS查表选钢丝绳型号为6724。51670 PSB=2.02Kg/m 钢丝破断拉力总和39959kgf钢丝绳安全系数校核 m= Qd/ Q0(sin+1 cos）+ PSBL（sin+2cos）=39959/8682(sin210 +0.01 cos 210）+2.02800(sin210 +0。2 cos 210）=9。86。5 符合安全规程规定4、提升机强度校验：最大静张力差为： Fj= Q0（sin+1 cos）+ PSBL（sin+2cos） =11576（sin210 +0。01 cos210）+2。02800（

39、sin210 +0.2 cos210）=4069kg 6000 kg提升机强度能够满足需要5、电机功率估算：P=KB FjVmB/102c =1.240733。07/1020。85=173KW 200KW 符合要求二、副提升绞车（JK2.0/20）电气调试计算(1） 失压脱扣器整定a、吸引电压不高于额定电压的85即U吸=0.85Ue/Ky=0。856000/60=85Vb、释放电压约为额定电压的60即U放=0.6Ue/Ky=0.66000/60=60V式中：Ky电压互感器变比，6000/100(2） 电流速断电流速断用做电动机的短路保护。Iaq=KrelKcmI1n/Ki式中：Krel-可靠系

40、数,取1.6；Kc接线系数，取1；m -电动机最大力矩相对值，1。82；I1n -电动机定子额定电流，38A；Ki-电流互感器变比，为100/5；q1。611。8238/205。5（3） 过流保护反时限动作用做电动机的过流保护。Iaoc=KrelKcI1n/(KiKret）式中：Krel-可靠系数,取1。2;Kret-继电器返回系数，取0.85;Kc、I1n、Ki同上。1。2381/(0。8520）2。68(4） 加速电流继电器采用纯时间控制，把电流继电器作为限流元件：a、吸引电流iat=1。051I1n/Ki =1.051。438/202.79A式中：1-起动切换力矩上限相对值。1.4;b、

41、释放电流ir=Kretiat=0.82.79=2。23A式中:Kret-返回系数，取0。8（5) 过速继电器GSJ2继电器，作为等速阶段过速保护用，按规程要求过速15%起保护作用,所以整定值为：Uat=1。15EN=1。15220=253V式中：EN-测速发电机直流输V；(6) 时间继电器继电器1SJ2SJ3SJ4SJ5SJ6SJ7SJ8SJXHJ时长0.750.7510.560。310.170。10。050.5现场施工时，若电机功率、电流互感器比及电流继电器等设备参数与计算中使用的参数不符时，应及时进行计算调整。三、副提液压站计算 确定最大力矩确定：1、 最大静张力差Fjc=4933.5Kg

42、9.81=48398N2、 最大静张力矩Mjmax=FjcD/2=483981.0=48398N.m式中：D-滚筒直径，2.0m；3、 最大制动力矩(1）未考虑残压影响所需制力矩：Mzmax3Mjmax=348398Nm=145193Nm（2)考虑残压影响所需制动力矩:MzmaxMzmax+9.812nPzaRcp=145193+9.812451011.150。45 N。m=165703N。m式中：n-盘形制动器对数,n=4;Pz-电液调节阀残压，取Pz=5kg/cm2；A-盘形制动器活塞面积，查得A=101cm2；Rcp-盘形闸磨擦半径，查得Rcp=1。15m；-闸瓦磨擦系数，查得=0。45

43、。（3）根据上述计算确定最大制动力矩：Mmax=165703N。m制动油压确定：1、 制动系统贴闸皮油压Pt：MzmaxPt= -0.0981 2nRcpag165703= -0。0981241。 151010.459。81=3.92Mpa2、 最大制动油压Ps=Pt+C=3。92+1。65=5.57MPa5.96 MPa式中：C-制动闸综合阻力，查得1。65 MPa。现场整定取Ps=5.6Mpa，小于该液压站最大油压值5.96Mpa.4。1。3提升系统安全设施副斜井采用串车提升,在离副井口30m的位置安装一套天轮平台在天轮平台上安设一套1。6m的天轮。天轮周围设置防护栏。地面入井轨道在入井口

44、处应采用不少于两道绝缘道夹板和绝缘螺栓连接，间距不得小于一列车长度，所有入井轨道、金属管路在井口必须可靠接地，在井口适当位置装设可靠的避雷装置。副井运输线路均必须按规定设置“一坡三挡，变坡点以上2m设置一道标准阻车器;井口设置联动安全门，在在井筒中离地面80mm的位置安装一道斜井防跑车装置； 主井左侧安装一部1。2m宽的皮带。皮带外侧设置高度不低于2m的栅栏。防止人员误入或矸石掉落伤人。皮带设有急停、防皮带拉断坠落，语音报警装置,防跑偏等综合保护装置。主井右侧安装一套架空乘坐装置.与皮带有保持大于1m的安全距离。主井筒内沿途设有照明，上、下车站设有提示标志和下、下车平台。架空乘人装置有急停、超

45、速、越位等综合保护装置。4。2运输系统第一阶段上组煤四个工作面分别施工一采区轨道巷、+620m水平回风巷、一采区回风巷、副斜井5煤层甩车场及其与轨道巷连接，采用炮掘掘进的采掘方式，下组煤采用综合机械化掘进+530m水平胶带大巷。各工作面施工时，具体溜煤（矸）路线如下：施工一采区轨道巷的煤（矸）运输路线:工作面上组煤一采区2#溜煤眼一采区胶带巷皮带上组煤仓主斜井井筒皮带地面。施工一采区回风巷的煤（矸)运输路线：工作面2101工作面轨道顺槽与一采区回风巷的交叉回风立眼2101工作面轨道顺槽一采区轨道大巷1#溜煤眼一采区胶带大巷皮带上上组煤仓主斜井皮带地面。施工+620m水平回风巷工作面2煤层轨道巷

46、1#溜煤眼一采区胶带巷皮带上组煤仓地面。施工副斜井5煤层甩车场的煤（矸）运输路线：工作面副斜井主提地面。施工+530m水平胶带大巷的煤(矸）运输路线：工作面+530m水平胶带大巷的皮带下组煤仓主斜井皮带地面。第二阶段上组煤分别施工一采区胶带大巷、5煤层轨道大巷，采用炮掘方式掘进。下组煤三个工作面分别是+530m水平轨道大巷、+530m水平胶带大巷、+530m水平回风大巷向东北方同时掘进，其中轨道巷巷采用炮掘掘进采掘方式，+530m水平胶带、回风大巷采用综合机械化掘进.各工作面施工时，具体溜煤（矸）路线如下:施工一采区胶带大巷的煤（矸）运输路线：工作面一采区胶带巷皮带上组煤仓地面。施工5#煤层轨

47、道大巷的煤（矸）运输路线:工作面副斜井主提地面。施工+530m水平回风大巷的煤（矸）运输路线：工作面SGW63040T刮板输送机+530m水平轨道大巷皮带SGW63040T刮板输送机+530m水平胶带大巷的皮带下组煤仓主斜井皮带地面。施工+530m水平轨道大巷的煤（矸)运输路线:工作面SGW63040T刮板输送机+530m水平胶带大巷的皮带下组煤仓主斜井皮带地面。施工+530m水平胶带大巷的煤（矸）运输路线:工作面+530m水平胶带大巷的皮带下组煤仓主斜井皮带地面。施工期间上组煤材料、设备从副井井筒主提上下至2#煤层甩车场，然后利用平板车及矿车转载至各掘进工作面。下组煤材料、设备通过副井井筒副

48、提上下至井底车场，然后利用平板车及矿车经+530m水平轨道大巷运至各工作面。附：运输系统图。4。3压风系统4。3.1用风量统计风动设备用风量统计表3-5设备名称规格单台耗风量(m3/min)打眼出矸喷浆使用台数总耗风量使用台数总耗风量使用台数总耗风量凿岩机YTP-263721喷浆机PC7I(B）8540风泵BQF50/252.5512。5512。5512。5合计33.512.552.54.3。2压风机选型掘进最大总耗风量的计算：Q=Ktnkq=78m3/minKt同时需用系数管网漏风系数，取1。2风动机械磨损使耗风量增加的系数，取1.1-高原修正系数，取1。16n同型号风动机具使用数量5台k同

49、型号风动机具同时使用系数,取0。7q风动工具耗风量（m3/min)掘进时最大耗风量为56.3m3/min井筒施工时设置5台SA-120A型压风机和一台MM250型压风机,3台SA-120A工作可满足井下施工现场要求。4.3。3压风管路的选型d=20Q1/2=150mmQ管道计算压风流量，56.33/min主供风管路选用159*4.5mm钢管，可以满足供风要求。压风管路按井筒设计位置布置，利用距腰线下方300 mm的托管或道镢托起并固定。4。4排水系统各工作面根据涌水量配备相适应的污水泵，把工作面的水通过排水管路排至井底内、外水仓巷，再通过矿方在井下永久性水泵房安装了五台型号为MD460606的

50、多级卧泵.排至地面。而现在矿方永久性水泵未投入运行，由我方井下临时水泵房安装的型号MD85-675和备用泵MD4650*6两台多级卧泵将井底内外水仓巷内的水排至地面。4。5供电系统根据矿方提供的供电条件,灵北项目部供电电源引自矿方110KV变电所。供电方案如下：4。5.1地面供电系统方案由于灵北项目部地面使用的矿方提供电压为10KV，因此需要在地面安装安装一台型号为PGB315/10的高爆和型号为S9-3150/10的电力变压器.通过电力变压器将电压降为6KV后，再把6KV电源引至KYBS-6 KV开闭所和地面ZXB10（6）/0。4-2500箱变（作为地面高、低压动力、信号、照明及生活供电电

51、源）；4。5。2井下供电系统方案：4.5.2。1上组煤供电方案矿方在2煤甩车场与2#煤轨道巷三叉口处安装了一座采区变电所.10KV电源引自地面矿方110KV变电所，采区变电所作为上组煤仓工作面（一采区轨道巷,一采区回风巷,5#煤层轨道巷）的供电电源。其供电设备配备如下：1台PBG200/10，5台PGB100/10,1台KBSGZY500/10矿用隔爆型干式变压器(备用），2台KBSG315/10 （风机专用变压器）,3 台KBSGZY630/10（三个工作面动力变压器）,6台KBZ-400低压馈电开关.三个炮掘工作面（一采区轨道巷、一采区回风巷、5煤轨道巷)分别配备一台P-120B、P90B

52、、P90B耙矸机。一条DSJ80/40/2*55 660/1140可伸缩皮带机做为一采区回风巷的运输皮带机。4.5.2。2下组煤供电方案矿方在井底安装了一个永久性中央变电所做为下组煤工作面（+530胶带大巷、+530轨道大巷、+530回风大巷）动力电和风机专用电以及主排水泵供电电源，双电源分别引自地面矿方110KV变电所519#、520#配电柜。其供电设备配备如下：3台PBG500/10Y高压配电装置（总开关及联络开关）,2台PBG315/10Y高压配电装置（2台电源配电装置，1台联络开关），11台PBG-100/10Y高压配电装置,5台QJGZ-300/10高压配电装置（高压主排水泵配电装置）,两台KBSG315/10矿用干式变压器(风机专用变压器）。2台KBSGZY-T630/10矿用隔爆移动干式变压器（1台为一采区轨道巷皮带机，2台为综掘队工作面移动变压器)、1台KBSGZ