煤矿施工组织设计(DOC84页)

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1、三、施工准备工作1、技术准备工作A、组织工程技术人员认真学习贯彻煤矿扩建工程初步设计说明书、煤矿扩建工程初步设计安全专编等有关规程规范。B、组织工程技术人员和施工单位共同编制单项工程施工作业规程、措施。C、工程技术人员要保证做好施工图的供应。D、测量利用原有的测量基点和井筒十字桩及其现有巷道坐标资料。2、工程准备A、场地平整利用现有的工业广场具备施工条件,不需要较大的平整工作。B、供电利用矿现有10/0.4kV变电所，供主扇、绞车、压风机、水泵等电气设备用电。C、供水利用矿现有的生活、工业用水。D、地面排水地面排水利用现有的地面排水系统。E、临建设施利用矿现有的设施，不再建设新的设施。F、通讯

2、 利用矿现有的程控电话交换机，负责井口、各车间及办公室、井下的通讯联络。G、测量利用原有的测量基点和井筒十字桩及其现有巷道坐标资料。3、物资准备A、掘进工作面所需要的设备掘进工作面设备配置表（每个掘进面）序号设备名称型号主要技术参数单位使用备用合计1凿岩机YT-28台3692局部通风机BDJ58-2-型风量210342m3/min台1123探水钻TXU-75额定电压660/380v、N=4KW台1124发爆器MFB-100每次引爆电雷管100发台1125潜水泵65QUF35-7-2.2流量6.5m3/min，扬程19.5m，功率2.2kw台116风钻7655型流量4.5m3/min台1127喷

3、浆机PC6小型流量3.5m3/min，0、4kw台118锚杆机台2249防突钻机MYB75型电压660V，7.5kw，钻孔深度75m台11210轻轨15公斤/m吨527B、掘进工作面所需要的材料序号品 名规 格单 位数 量1锚杆1.7m吨202树脂吨0.53水泥吨1004河沙吨4005钢筋网吨106速凝济吨5注：各类物资为3个月的需用量。C、各类辅助材料序号品 名规 格单 位数 量1铁丝8#、12#吨12道钉吨0.53夹版付1004风筒节2005木材m3206道木根2004、劳动力准备A、安全劳动定员采用“四、六”工作制度，即每天分为四班，每班工作时间为六小时。本矿井将以高起点、高标准、高效率

4、、高效益的设计原则，建成一个技术先进、安全可靠、效益良好的矿井，矿井生产机构设置采用扁平化管理模式。本报告初步确定组织机构基本架构为， 1个采煤队、2个掘进队、1个机电运输队。井下生产工人工作制度为“四、六”制，地面工人及管理人员工作制度为“三、八”制。劳动定员表见表矿井劳动定员表序号人员类别各班出勤人数合计在籍系数在籍人数(人)一班二班三班四班一、矿井1原煤生产工人15131717621.380井下配合工人9777301.338地面工人664201.25252管理人员443111.213原煤生产人员合计343031241263服务人员955191.4264其他人员533111.415人员合计

5、483839241561973 矿井安全劳动定员主要包括安全管理、安全检查、安全监测、安全救护等专职人员，按岗位本矿井共需安全劳动定员83人。其中：安全专职人员68人，安全管理人员15人；生产中可根据实际的安全人员需求做相应调整。本煤矿安全专用工程设施劳动定员包括：a、矿井通风、粉尘检测专职人员；b、矿井防尘、防爆、隔爆工程设施操作、维护专职人员；c、矿井安全装备和仪器仪表保管、维护、收发专职人员；d、矿井安全监测监控系统巡视、维护专职人员；e、井上、下消防材料库（硐室）材料、器材发放、保管专职人员；f、瓦斯抽放工程人员；g、瓦检员；h、安检员；i、j、防灾工程人员；k、防灭火人员l、井口急救

6、站医护人员m、特殊电工。o、放炮员；q、技术人员；r、辅助矿山救护队员。矿井安全劳动定员表序号工种或岗位定员人数在籍 系数在籍 人数一班二班三班合计一安全专职人员1通风、粉尘检测人员11131.342防尘、防爆、隔爆工程设施操作、维护人员11131.343安全装备和仪器仪表保管、维护、收发人员11131.344安全监测监控系统巡视、维护人员11131.345井上、下消防材料库材料、器材发放、保管人员11131.346瓦斯抽放工程人员22261.277瓦检员11131.348安检员11131.34910防灾工程人员11131.3411防灭火工程人员22261.2712井口急救站医护人员1121.

7、5313电工11131.3414放炮员11131.3415绞车工11131.34小 计1818185468二安全管理人员1矿级管理5552辅助矿山救护队员101010小 计1515总 计3318187983B、培训工作a、培训人员（1）、生产经营单位主要负责人、安全生产管理人员及其他从业人员的安全生产培训考核工作实行统一规划、分类指导、分级实施。（2）、生产经营单位主要负责人和安全生产管理人员必须按国家有关规定，经过安全生产培训，具备与本单位所从事的生产经营活动相应的安全生产知识和管理能力。煤矿矿长必须经过省安全培训中心培训考试合格，依法取得矿长资格证书和矿长安全资格证，并持证上岗。特种作业人

8、员必须经过安全技术培训，并需考试合格，取得中华人民共和国特种作业操作证。煤炭企业和管理部门的其它管理人员(副矿长、总工程师、专职安全监察员、安全生产管理人员)必须经安全培训，取得煤炭企业主要经营管理者安全资格证书。未经培训的人员，不许指挥生产，不准上岗操作。（3）、生产经营单位主要负责人和安全生产管理人员每年应进行安全生产再培训。再培训的主要内容是新知识、新技能和新本领。生产经营单位主要负责人和安全生产管理人员安全生产管理培训时间不得少于24学时；每年再培训时间不得少于8学时。（4）、生产经营单位对新从业人员，应进行厂(矿)、车间(工段、区、队)、班组三级安全生产教育培训。（5）、煤矿瓦斯检查

9、工、井下爆破工、安全检查工、主提升机操作工、井下电钳工、采煤机司机等特种作业人员，必须参加具备相应资质的煤矿安全培训机构组织的安全作业培训，经省级煤矿安全监察机构考核合格，取得特种作业操作资格证书，方可上岗作业。（6）、特种作业人员安全技术的考核，由特种作业人员或用人单位或培训单位向当地负责特种作业人员考核的单位提出申请，经考核单位考核合格的，发给特种作业证。b、培训内容（1）、主要负责人安全生产培训和安全资格培训的主要内容包括：(a)国家有关的安全生产方针、政策、法律和法规及有关行业的规章、规程、规范和标准；(b)安全生产的管理的基本知识、方法与安全生产技术，有关行业安全生产管理专业知识；(

10、c)重大事防范、应急救援措施及调查处理方法，重大危险源管理与应急救援预案编制原则；(d)国内外先进的安全生产管理经验；(e)典型事故案例分析。（2）、安全生产管理人员安全生产培训和安全资格培训的主要内容包括：(a)国家有关的法律、法规、政策及有关行业安全生产的规章、规程、规范和标准；(b)安全生产管理知识、安全生产技术、劳动卫生知识和安全文化知识，有关行业安全生产管理专业知识；(c)工伤保险的法律、法规、政策；(d)伤亡事故和职业病统计、报告及调查处理方法；(e)事故现场勘验技术、以及应急处理措施；(f)重大危险源的管理与应急救援预案编制方法；(g)国内外先进的安全生产管理经验；(h)典型事故

11、案例。（3）、井下作业人员安全教育和培训应当使从业人员掌握下列知识和技能：(a)安全生产法律法规知识； (b)矿井概况、工作环境及井下危险因素，所从事工种可能造成的职业健康伤害和伤亡事故，该工种的安全职责、操作技能及强制性标准； (c)拒绝违章指挥和强令冒险作业，紧急情况下停止作业和撤离现场的责任、义务与权利； (d)应急救援预案和发生瓦斯爆炸、水害、火灾、顶板等灾害的自救、互救方法与避灾路线； (e)安全生产规章制度和劳动纪律； (f)自救器等安全逃生装备和设施的使用与维护； (g)入井需知、通风安全系统、报警系统和安全指示标志； (h)瓦斯、一氧化碳等有害气体的性质、危害及瓦斯积聚的预防；

12、 (i)其它相关的安全生产知识和技能。（4）、职工的安全技术培训由各级煤矿安全部门编制和监督，应包括下列内容(a)再培训的主要内容是新知识、新技能、和新本领，包括：1)有关安全生产的法律、法规、规章、规程、标准和政策；2)安全生产的新技术、新知识；3)安全生产管理经验；4)典型事故案例。(b)对新从业人员，应进行矿、区队、班组三级安全生产教育培训，应包括下列内容：1)矿级安全生产教育培训内容主要是：安全生产基本知识；本单位安全生产规章制度；劳动纪律；作业场所和岗位存在的危险因素、防范措施及事故应急措施；有关事故案例等。2)区队安全生产教育培训内容主要是：本车间(工段、区、队)安全生产状况和规章

13、制度；作业场所和工作岗位存在的危险因素、防范措施及事故应急措施；事故案例等。3)班组级安全生产教育培训内容主要是：岗位安全操作规程；生产设备、安全装置、劳动保护用品(用具)的性能及正确使用方法；事故案例等。4)经常性安全生产教育培训内容主要是：安全生产新知识、新技术；安全生产法律、法规；作业场所和工作岗位存在的危险因素、防范措施及事故应急措施；事故案例等。C、培训计划a、主要负责人和安全生产管理人员安全生产管理人员培训时间不得少于48学时；每年再培训时间不得少于8学时。b、主要负责人和安全生产管理人员安全资格培训时间不得少于24学时。危险性较大的行业和岗位，教育培训时间不得少于16学时。c、新

14、从业人员安全生产教育培训时间不得少于24学时。危险性较大的行业和岗位，教育培训时间不得少于48学时。d、煤矿井下新职工上岗前安全培训的时间不少于72学时，考试合格后，必须在有安全工作经验的职工带领下工作满4各月，再经考试合格后方可独立工作。e、从业人员调整工作岗位或离岗一年以上重新上岗时，应进行相应的车间(工段、区、队)安全生产教育培训。f、实施新工艺、新技术或使用新设备、新材料时应对从业人员进行由针对性的安全生产教育培训。g、要确立终身教育的观念和全员培训的目标，对在岗的从业人员应进行经常性安全生产教育培训。经常性的安全生产教育培训内容主要是：安全生产新知识、新技术；安全生产法律法规；作业场

15、所和工作岗位存在的危险因素、防范措施及事故应急措施；事故案例等。结合矿井实际生产情况，由各级行政领导负责安全技术培训工作。必须建立健全从业人员安全生产教育和培训制度，制定年度培训计划，建立年度培训档案，培训内容、记录要完善。批准的安全技术培训计划，应同企业的其它计划一样，必须保证完成。h、培训计划（a）、每年分两期对井下职工进行安全生产教育培训。第一期培训：培训时间：每年3月15日22日讲课教师：培训对象：井下各工种作业人员培训内容：1、（煤矿安全规程） 2、安全生产法、各级政府及行业部门文件和会议精神第二期培训：培训时间：每年8月15日22日讲课教师：培训对象：井下各工种作业人员培训内容：1

16、、（煤矿安全规程） 2、安全生产法、各级政府及行业部门文件和会议精神 3、十五项规程制度 4、采掘作业规程 5、各工种技术操作规程（b）、日常安全教育活动1）安全教育培训方法和一般教学方法一样，多种多样，各有特色。在应用中要针对培训内容和培训对象，灵活选择。安全教育可采用讲授法。实际演练法、案例研讨法、读书指导法、宣传娱乐法等。2）经常性安全培训教育的形式有：每天的班前后会上说明安全注意事项；安全活动日；安全生产会议；各类安全生产业务培训班；事故现场会；张贴安全生产招贴画、宣传标语及标志；安全文化知识竞赛等。四、建设施工方案1、井筒施工方案设计矿井主平硐及风井均为利用井筒，巷道断面不满足要求的

17、应予以刷大。主平硐及风井均可作为安全出口。井筒特征见表1-1 利用的巷道断面，人行道宽度不能满足煤矿安全规程第二十二条第一款第一项的规定时，必须予以扩刷。矿井主井及回风井为均为利用，主暗斜井断面见图1-1-1，运输、回风石门断面见图1-1-2，轨道、回风上山断面见图1-1-3。图1-1-1 主暗斜井断面图图1-1-2 主平硐、主要运输巷、回风石门、主要回风巷断面图图1-1-3副暗斜井、轨道、回风上山断面图 表11 井 筒 特 征 表 顺序指 标单位井 筒主平硐风 井（平硐）1井口座标：Xm30800653080216Ym3848584538485900Zm+428.91+4802井筒方位角15

18、249113倾角334井底标高m5长度m11106106井筒规格净m2500257023002450掘m27002750240025507井筒断面净m25.54.9掘6.65.78支护方式锚网（砼）锚网（砼）9井筒装备2.5t蓄电池电机车井口防爆门备注利用利用2、采区巷道施工方案在+428主平硐内开口布置主、副暗斜井至+270m标高作井底车场，主暗斜井兼作采区轨道上山、副暗斜井兼作采区回风上山，通过+430m运输石门将主暗斜井与主平硐连通，通过+430m回风石门及+430+480m回风斜巷将副暗斜井与+480回风平硐连通，形成生产系统。设计回采工作面采用单体液压支柱支护，选用DZ18-25/1

19、00Q型单体液压支柱，最大支撑高度1800mm，最小支撑高度1080mm，行程720mm，额定工作阻力250kN，额定工作液压31.16Mpa，初撑力153.5 kN，配备HDJA-1000型铰接顶梁，排距0.8m，柱距1.0m。最大控距4空，最小控顶距2空。端头支护选用DZ22-25/100Q型单体液压支柱，最大支撑高度2200mm，最小支撑高度1440mm，行程760mm，额定工作阻力250kN，额定工作液压31.16Mpa，初撑力153.5 kN，配备HDJA-1000型铰接顶梁。3、施工顺序根据施工条件和技术装备，管理水平等因素，井巷施工月成巷进度如下：斜（巷）井： 60m/月岩石平巷

20、： 70m/月煤层平巷： 100m/月切 眼： 80m/月矿井移交标准为完成设计全部井巷工程施工、安装好提升、运输、通风、压风、排水、供电、消防洒水、安全监控系统等主要环节，并完善井口工业广场生产系统、安全、环保、福利等设施。按标准进行施工验收。按上述施工月成巷进度，最多时3个掘进队施工，完成全部井巷工程，井巷施工共需19个月，设备安装及试运转2个月，则矿井建井工期为21个月。详见表。 五、主体井巷工程施工方法：1.施工方法：矿井主井、风井、主要运输巷、主要回风巷、暗斜井都是利用原有巷道刷大。采用YZ-28型凿岩机打眼，3级煤矿许用炸药配1-5段毫秒雷管串联一次性起爆破岩；扒碴机出碴；平巷人力

21、推车运输。2、作业方式：A、工作制度：“四、六制”工作制度，即每天分为四班，每班工作时间为六小时。B、循环方式：一班一循环C、正规循环作业图表：D、劳动组织（见劳动组织表）工种打眼工（大工）出碴工放炮员检修工班长合计人数241119- 13 -编号：时间：2021年x月x日书山有路勤为径，学海无涯苦作舟页码：第88页 共89页3、钻眼爆破A、爆破方式：分次装药、分次爆破。B、爆破器材：炸药类别三级煤矿许用炸药放炮母线绝缘铜蕊母线雷管类别1-5段毫秒雷管放炮机型号MFd-50（100）C、炮眼布置三视图： D、炮眼布置及装药量表眼号炮眼名称炮眼个数（个）炮眼深度（米）倾角装药量起爆顺序联线方式水

22、平垂直卷、眼小记/卷小记/Kg14掏槽眼41.67803122.4串联57辅助眼眼31.6391.8I812底眼51.42102.0II1325周边眼131.41132.6III合计：装药量为8.2Kg。E、预期爆破效果项 目单位数量项 目单位数量炮眼利用率88每循环巷道耗药量kg/m4.43每循环工作面进尺m1.4每循环炮眼总长度m36每循环爆破实体煤岩m39.52每米3煤岩耗雷管量个/ m32.52炸药消耗量kg/m30.652每米巷道耗雷管量个/ m17.144、掘进运输 A、上山煤自溜。B、平巷：小桶子人力推车。C、大巷：电瓶车运输。5、井巷支护A、支护方式：a、锚喷支护要求项目名称单

23、位规 格质 量 要 求巷道净宽毫米设计值主 要 巷 道： 0150mm无中线 巷道： 50200mm巷道净高毫米设计值主 要 巷 道： 0150mm一 般 巷 道： 30150mm喷层厚度毫米100喷层厚度不小于设计值基础深度毫米基础做到实底，基础做到实底，铺网钢筋网两网搭接长度应不小100mm，并每隔300mm用4mm的铁丝将搭接部位捆绑牢固；b、巷道永久支护与临时支护的位置关系及要求放炮后及时打锚杆和挂网，锚杆和挂网距碛头的距离不超过1米；喷将和锚网的距离不超过10米。六、辅助系统设计：1、通风A、设计依据a、通风方式：中央分列式；b、矿井瓦斯等级：高瓦斯矿井、煤尘无爆炸性、煤层不易自燃；

24、c、矿井需要的风量及负压； 初期：风量Q初=21.6m3/s 负压：h初=511.5Pa 后期：风量Q后=21.6m3/s 负压：h后=659.2Pa B、通风设备选型a、确定风机的风量及全压初期：风量 Q初=KL Q初 =1.0521.6=22.7m3/s风机静压 H初= h初+h+hz =511.5+159.8+109.8 =756.5Pa后期：风量 Q后=KL Q后 =1.0521.6=22.7m3/s风机静压 H后= h后+h+hz =659.2+159.8+109.8 =904.2Pa根据所需风量及静压,选2台FBCDZ-6-NO13B型防爆对旋轴流风机，正常工作一台，一台备用。 风

25、机特征表风机型号台数风量Q(m3/s )静压H(Pa)效率h(%)电机型号功率N(kW)FBCDZ-6-NO13B215.233.7463175075YBFe225M-630x2b、工况确定（1）、初期（a）、通风网路静压特性方程：H=1.4681Q2(Pa)风机及网路特性曲线：（b）、工况点参数工况点1参数:风量:24.3m3/s；风压:=867Pa=88.5(mmH2O)效率75%；叶片角46/38（2）、后期（a）、通风网路静压特性方程H=1.75470Q2（Pa）风机及网路特性曲线见图5-2-1（b）、工况点参数工况点2参数：风量:25m3/s；风压:=1097Pa=112（mmH2O

26、）效率80%；叶片角=49/41C、电动机校核a. 通风时电动机功率校核初期：N =后期：N =b. 反风时电动机功率校核初期：N =后期：N =电动机满足要求D、反风装置采用风机反转反风，风机配套专用风机起动柜和反风装置，反风量不少于正常供风量的40%，并能在10分钟风改变巷道内的风流方向。E、附属设施风机应配有扩散器、消声器、风门。通风机噪声不超过85dB。通风机房内必须安装水柱计、电流表、电压表、主扇通风参数测试仪、电机轴承温度计等仪表，还必须装设通矿调度室的电话，设有应急照明灯。 F、局部通风设计：a、按瓦斯或二氧化碳涌出量计算： Q=100q掘Kd；式中：Q掘进工作面实际需风量，m3

27、/min。 q掘掘进工作面绝对瓦斯涌出量本矿取2.02m3/min。 Kd工作面因瓦斯涌出不均匀的备用系数，取 Kd=1.1。 Q =1002.021.1=222 m3/minb、按炸药消耗量计算： Q=25A；式中：A掘进工作面一次消耗的最大炸药量：取A=7.6Kg； Q=25A=257.6=190m3/min3）、按最多工作人数计算： Q=4N；式中：N掘进工作面同时工作的最多人数，取N=9人 Q=4N=49=36 m3/minc、按风速进行验算： 15SQ240S；式中：S回风断面积，5.5m2。 155.5=82.5m3/minQ2405.5=1320m3/min 综上计算,掘进工作面

28、实际需风量为222m3/min。d、选取的局扇型号:BDJ58-2-型；风量:210342m3/min；局扇2台，该局扇的额定吸风量能满足掘进工作面的供风要求。2、排水一级排水，主暗斜井+270m水平排至+430m平硐排水沟后自然流出井外。A、设计依据a、上口标高+430m，下口标高+270m、垂高160m，倾角：=28；b正常涌水量：Qk=15m3/h、最大涌水量：Qkm=25m3/h。c水质：中性。B、初选水泵a水泵必须水量：正常涌水时：Q=1.2Qk=1.215=18m3/h 最大涌水时：Q=1.2Qkmax=1.225=30m3/hb扬程估算：H1=K(Hh+5.5)=1.2(160+

29、5.5)=198.6(m)c、初选水泵根据计算流量和扬程，选D43-307型多级离心泵3台，其中：1台工作、1台备用、1台检修。水泵额定流量：Q=43m3/h，水泵额定扬程H=210m。效率：=72%；转速：2950r/min。配防爆电机: YB2225M-2、45kW、380V/660V。C、排水管路选择a、排水管直径：Dg=0.0188=0.0188=0.0830.101 (m)取Dg=100mmb、排水管壁厚计算：壁厚 ：取d=0.5(cm)排水管路选无缝钢管D1085；吸水管选无缝钢管D1335。D、排水系统：排水管路采用2趟管路沿排水主暗斜井井筒敷设，见排水系统示意图：E、水泵运行工

30、况点参数排水管路新管及旧管（淤积后）管路特性曲线为：新管：H=166+0.011742Q2旧管（淤积后）：H=166+1.70.011742Q2分别作排水管路淤积前后管路特性与水泵性能特性曲线见图，及新管工况点M1和旧管（淤积后）工况点M2参数如下：图5-3-2a、工况点M1（新管）参数流量Q=49m3/h扬程 H=27.77=193.9m效率=68%b、工况点M2（旧管）参数流量Q=45.5m3/h扬程 H=29.67=207.2m效率=72%F、电动机功率校核新管时：N1=kf=1.1=43.6kW45kW旧管时：N1=kf=1.1=40.8kW45kW电动机功率满足要求。G、排水时间计算

31、正常涌水时，1台泵1趟管路工作:h= 24Qn/QA=2415/45.5=7.9（h）20（h）最大涌水时,1台泵1趟管路同时工作:h=24 Qmax/QA =2425/45.5=13.1（h） 20（h）排水时间满足煤矿安全规程（2011年）要求。H、辅助设备及管路敷设主排水泵房水泵采用无底阀、ZPBG型射流泵射流引水方式，射流泵以排水管中的压力水作为水源，以消防洒水管中的压力水作为备用水源。水仓与吸水井之间、吸水井与吸水井之间安装配水阀门，型号为Z45W-10、DN300、PN=1.0MPa，数量3套。排水管沿管子道、主斜井井筒敷设，管路连接可采用法兰或快速管接头连接。主排水泵应至少有2个

32、出口，一个出口应采用斜巷通往暗斜井井筒，并应高出泵房底板7m以上，在此出口通路内应设置栅栏门；另一个出口应通至井底车场，在此出口通路内应设置易于关闭的防水密闭门；泵房与变电所之间应设置防火门。主排水泵房应设有直通矿调度室的电话及应急照明灯，并设有司机岗位责任制和操作规程流程图。3 、提升设备主暗斜井提升设备选型A、选型依据a、矿井年产量：AN=60kt/a，矸石量20%；b、井筒特征：上口标高+430m，下口标高+270m，斜长L=340.8m，倾角：=28；上、下部均为平车场。c、提升方式：单钩串车混合提升；d、提升内容：提煤、矸，升降人及下放材料设备等；e、提升容器：采用MF1.1-6型矿

33、车，容积1.1m3，名义载重1t，自重600kg；人车为XRC10-6/6型、头车自重为1750kg、每次乘人为10人；设备应有煤安标志；f、提升不均衡系数：C=1.25，矿车装载系数取0.8；g、矿井工作制度：年工作日：br=330d 、每天净提升时间为16h。h、井底车场的运行距离：LH=14m，井口车场的运行距离：LB=20m，提升斜长Lt= LB + L + LH =14+340.8+20375m；i、散煤容重：r=0.9t/m3、矸石容重=1.6t/m3。j、一次提升量：提煤4车、或提矸2车、或人车1节。B、提升钢丝绳选择a、钢丝绳悬垂长度：Lc=Lt+40=375+40=415（m

34、）b、绳端荷重：提煤时：Qd= n1(QZ+QK)( sin+f1cos)=4(600+1000) ( sin28+0.015cos28) =3075(kg)提矸时：Qd= n1(QZ+QK)( sin+f1cos)=2(600+17600) ( sin28+0.015cos28)=2282(kg)提人时：Qd= n1(QZ+QK)( sin+f1cos)=1(1750+1075) ( sin28+0.015cos28)=1184(kg)c、选钢丝绳规格提升钢丝绳为22NAT67+NF-1670-ZS-GB8918-2006， 光面钢丝，天然纤维芯绳，直径d=22mm，总破断拉力Qs=3101

35、1kg;钢丝绳单重1.7kg/md、最大静张力及最大静张力差Fz = Fc = Qd+Lt Pk（sin+f2cos）=3075+4151.7（sin28+0.25cos28）=3515（kg） e、校核安全系数：提煤时： 提矸时： 提人时： C、提升机选择a、提升机滚筒直径Dg60d=6022=1320mm；取Dg=1600mmb、提升机计算最大静张力Fj=3515kg=34.5kNc、提升机选择选用矿用防爆提升绞车： JTPB-1.61.2/20、减速比为20、滚筒直径为Dg=1.6m、滚筒宽度为B=1.2m、提升速度：V=3.06m/s、最大静张力为45kN；采用盘形闸、配有动力制动装置

36、、设备应有煤安标志。d、滚筒缠绳层数 Kc= =1.7层 2层 式中 取2mm故缠绳层数符合煤矿安全规程（2011年）要求。D、电动机功率预选电动机预选= 配套电机为YBPT系列防爆变频调速电机、8极、160kW、380V/660V.E、天轮选择天轮直径：DT40d=4022=880mm选TD1000/800型游动天轮1个F、提升系统G、提升系统的运动学采用七阶段速度图计算，详见升提升速度图及力图,计算结果详见最大班提升作业时间平衡表。最大班提升作业时间平衡表 顺序提升项目单位数量一次提升量量/次一次提升运行时间（S)两次提升之间休止时间（S)一次提升全时间（s）工作时间（h)1提煤吨1133

37、.16836292.0 25342.0 3.422提矸吨222.8168292.0 25342.0 0.763下放人员人2593221.9 90401.9 0.344升降工人时间按1.5倍工人下井时间计0.515升降其他人员按0.2倍升降工人时间计0.16下坑木m30.914292.0 25342.0 0.387下炸药次1431.8 240671.8 0.28下雷管次1431.8 240671.8 0.199送保健车次1292.0 60342.0 0.0910运设备次3292.0 25342.0 0.311其他作业次5292.0 25342.0 0.512总计6.45从表可知：最大班提升作业时

38、间：T大=6.45h7.5h；最大班升降人员时间：T大=(0.51+0.1)60=36.6min7.5 、提矸时：mg=11.27.5、提人时：mr=18.59.0钢丝绳最大内外偏角=0564560d=1320mm滚筒宽度B=1200m缠绕层数n=1.7层Fj=3515kg=34.5kN减速比i=20提升速度V=3.06m/s设备应有煤安标志。（4）天轮：TD型游动天轮主要参数：天轮直径DT=1000=40d=880mm围抱角90绳槽底园直径D=1000mm（5）提升机电动机规格及参数设计采用TBPT系列防爆变频调速电机、8极、160kW、380V/660V。（6）各种保护装置暗斜井提升系统设

39、有防止过卷装置、防止过速装置、过负荷和欠电压保护装置、限速装置、深度指示器失效保护装置、闸间隙保护装置、松绳保护装置、减速功能保护装置等，且防止过卷装置、防止过速装置、限速装置、减速功能保护装置采用相互独立的双线型式，提升绞车加设了定车装置。 4、运输+430m平峒运输设备选型该矿是平峒暗斜井开拓，+430m平峒采用蓄电池电机车串车运输。A、设计依据1）、矿井原煤产量60kt/a、含矸率20%。2）、矿井瓦斯等级：高瓦斯矿井、煤尘无爆炸性、煤层不易自燃；3）、矿井工作制度：年工作日：br=330d，每天三班运输作业时间为18h。4）、运输线路平坡度为3。5）、矿车型号：采用MF1.1-6型矿车

40、，容积1.1m3，名义载重1.0t，自重600kg；6）、调车时间：25min。7）、运输内容：运煤、矸、材料设备。8）、运输不均系数为1.25。9）、平均运运输距离：1110m。B、电机车选型根据矿井原煤产量、矿井瓦斯等级及矿井井下轨距，选用采用XK2.5-6/48A-1KBT型蓄电池电机车、粘着质量：2.5t、轨距600mm、小时制速度为4.54km/h、长时制速度为6.1km/h，小时制牵引力2.55kN、蓄电池组电压48V、容量330Ah；C、列车组成计算1）、按重列车上坡起动条件计算重车组质量：QPngq/1.075a+(q+i)g-P =2.59.80.24/1.0750.04+（

41、0.0135+0.003）9.8-2.5=26.2t 2）、按牵引电动机允许温升条件计算重车组质量：QFd/(y-id)g-P =2.550.5/1.25（0.009-0.002）9.8-2.5=17.8t式中：=T1/（T1+）=28.5/（28.8+25）=0.5353T1=2L60/(0.75u)=21.160/(0.756.1)=28.8min3）、按重列车下坡制动条件计算根据煤矿安全规程第三百五十一条规定，列车制动距离，运物料时不得超过40m，列车制动时的速度按机车长时制速度计算。则制动减速度为：b=0.03858 u2/l=0.038586.12/20=0.072m/s2重车组质量

42、：QPzgz/1.075b-(y-i)g-P =2.59.80.17/1.0750.072-（0.009-0.003）9.8-2.5=221.4t 4）、车组中矿车数：取Q=min26.2，17.8,221.4=17.8t运矸时：n=Q/（q+q0）=17.8/(0.6+1.76)=7.5 取n=7节运煤时：n=Q/（q+q0）=17.8/(0.6+1.0)=11.1 取n=10节:5）、验算制动距离：运矸时：= =5.5m40m运煤时：= =5.4m40mD、电机车台数1）、电机车往反一次所需时间： T= T1+=28.8+25=53.8(min)2）、每台电机车可能运输次数： m= Tb/

43、T=660/53.8=6.7 取m=6（次）Tb电机车每班工作小时数，h；取Tb=6h；3）、每班货运需要的列车数M1=k1k2Ab/（nq）=1.251.261/(101)=9.2 取M1=10（列）4）、矿井所需电机车台数N=1.25(m1+m2)/m=1.25(10+0)/6=2.1 取N=3（台）E、按蓄电池组的容量校核矿车组质量1）、电机车在最大运距上，一个往返周期内所做的功A=（FZ+FK）Lm=2(P+QZ)(y-id)g1=2(2.5+101)(0.009-0.002)9.81.11=1.9（MJ）2）、蓄电池组在一个往返周期内输出的能量A=（FZ+FK）Lm/(3.6)=1.

44、252(2.5+101)(0.009-0.002)9.81.11/(3.60.7)=0.94(kWh)3）、一台机车一个班内的电能消耗Ab=6 A=60.94 =5.64(kWh)4）、蓄电池的放电容量Ab=WU/1000=33048/1000=15.8(kWh)蓄电池的放电容量Ab大于一台机车一个班内的电能消耗Ab，满足每台蓄电池机车在一个班内完成运输工作而不需更换蓄电池组的要求，故所选蓄电池电机车及配套矿车组合理。F、运输能力计算年实际提升能力 按电机车运输生产能力核定办法计算：相邻两列车间隔时间：T=(2L/u+t1+t2)/n=(21110/102+20+5)/223.3(min)运输

45、能力：A=6016330NG/10000K1(1+R ) T=60163301010.80/1000 (1.2(1+0.3) 23.3)=69.7(kt/a) 结论：蓄电池电机型号：XK2.5-6/48A-1KBT型、数量：3台；其中：2用1备用；配套矿车组：矿车型号：采用MF1.1-6型矿车；运煤时：10辆。运矸时：7辆。运输设备满足运煤、矸、及材料设备所需的能力,符合煤矿安全规程（2011年）的有关要求。5、压风：该矿采用地面集中供气方式，空气压缩机站设在地面，距主平硐井口50m左右，空气压缩机站内设置 3台EWA75A13.3/0.8型风冷螺杆式空气压缩机,额定流量13.3m3/min、

46、排气压力0.8MPa；其中：2台工作、1台备用。每台空压机配1个有效容积为2.5m3的储气罐。管路沿主平硐、运输石门、主暗斜井等敷设，压风管选用焊接钢管，主管管径为DN100、支管管径分为DN80、DN65和DN50，各段管路之间采用管接头连接，在井下管路最低部分或上山入口处设置油水分离器。压风管路布置到每一掘进工作面及采煤工作面。6、供水：杉窝煤矿井下消防洒水水源取用井下排水。井下消防用水及洒水供水系统为：井下排水地面平流沉淀池排水加压泵消毒处理消防高位水池井下消防用水及洒水。井下排水经地面平流沉淀池处理后再经加压泵（D25-305型、Q=25m3/h、H=150m、N=22kW、二台、一用

47、一备）送至地面消防洒水高位水池，高位水池有效容积250m3；其中消防贮水量200m3，设有不作他用的措施，考虑矿井排水量不能满足地面消防用水、井下用水及洒水用水量要求，设计从生活高位水池再敷设一趟水管至消防高位水池作消防备用、井下事故施救水源和补充水源，同时矿井另设200m3备用水池一座，确保消防及井下生产供水系统安全可靠。7、 动力、照明及通讯地面变电所由10kV高压配电室、电容器室、室外半露天变压器棚及低压配电室构成。变电所内设9台高压开关柜和2台高压电容补偿柜，供地面变压器、井下高压出线用。高压采用单母线分段接线，正常运行时联络开关闭合，两段母线同时运行。两路进线开关间采用电气闭锁防止并

48、列。变压器棚设2台S11-400/10，10/0.4KV，400kVA变压器形成双回路电源， 2台变压器1台工作，1台备用，供地面通风机及辅助设备、压风机及辅助设备、瓦斯抽放泵及辅助设备、矿灯房、机修厂、坑木加工房及工业场地其它设备用电。低压配电室设7台GGD2开关柜，低压采用单母线分段接线，正常运行时联络开关闭合，两段母线同时运行。地面变压器采用中性点直接接地系统。在风井设配电所，采用两路低压电源引自地面变电所低压两段母线，配电所设2台GGD2低压开关柜，主要供通风机及辅助设备用电。矿井地面工业场地用电设备电源均从10/0.4kV变电所引接。地面通风机及辅助设备、瓦斯抽放泵站及辅助设备等一级

49、负荷采用双回路电源供电，双回路电源分别引自地面变电所380V两段母线。矿灯房、矿井通信设备和监控系统设备等二级负荷均采用双回路电源供电，一回路电源引自地面变电所低压380V母线段，另一段母线从工业场地低压线网或其他就近点引接。压风机采用3根MYJV22-1000 395+150电缆一对一供电；风井配电所均采用两根MYJV22-1000 350+125电缆双回路电源供电；瓦斯抽放泵房采用两根MYJV22-1000 335+116电缆双回路电源供电；地面工业场地机修厂、坑木加工房等动力照明负荷采用3XLJ-50+1XLJ-25架空线网供电。地面变电所10kV采用微机综合保护器，设电流速断、过电流、

50、过电压保护，10kV高压馈线上装有选择性的单相接地保护装置。地面低压出线均装设短路、过负荷保护装置。地面压风机、风井主通风机及其它动力负荷均采用直接起动方式。通风机房内必须安装水柱计，电流表、电压表轴承温度计。井下主排水泵采用真空电磁启动器直接启动。通讯、信号矿井通信：井口办公楼调度室设一台KTD-48型调度总机，供行政管理和调度用。变（配）电所、主通风机房、瓦斯抽放泵房、压风机房、井下变电所（绞车房、井下最高点）、井下避灾硐室、采区变电所（主排水泵房）、井底车场主要机电硐室以及采掘工作面设电话联络。其中井下主变电所（主排水泵房）、地面变电所、瓦斯抽放泵房、井下避灾硐室及主通风机房的电话应能与

51、调度室直接联系。井下及瓦斯抽放泵房采用防爆（本安）型电话。井下采用2根MHYA32-1020.8型电缆分别沿主平硐两侧敷设下井，通信电缆必须在入井分线盒处装设熔断器和防雷装置。矿井总机与杨岐电信所之间设2对中继线。地面变电所与上级及下级变电所之间设直通电话，主暗斜井绞车与下部车场之间均设直通电。8、安全监控A、矿井安全监控系统a、 矿井安全生产条件本井田煤层为高瓦斯，经对区内主要可采煤层进行的煤尘爆炸危险性试验，井田内各煤层无爆炸性，煤层不易自燃。矿井生产期间有可能出现巷道顶板冒落、机电及运输故障等事故或灾害。本矿井井下采掘工作面运输、通风、供配电等系统立体交叉作业，不论是哪一方面、哪一个环节

52、出了问题都可能酿成事故，甚至造成重大事故。因此，矿井设置安全监测监控系统，对矿井安全实施全方位的监控是十分必要的。依据2011年版煤矿安全规程、煤炭工业矿井设计规范、煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范AQ1029-2007。煤矿安全规程规定，“所有矿井必须装备矿井安全监控系统。矿井安全监控系统的安装、使用和维护必须符合本规程和相关规定的要求。” 本矿井设计拟在采掘工作面、回风巷、必要的进风巷等地点设置甲烷传感器，并设置安全集中监测系统，对矿井井下瓦斯浓度、一氧化碳、矿井环境温度、风速、负压等影响矿井安全的环境参数，及矿井主要机电设备的运行状况、电力参数等进行监测。本矿井安全重点是瓦斯治理，防灭火以及其他灾害的防治。本设计矿井安全与生产监测监控设备选用KJ型煤矿综合监控装置。传输设备为网络交换机。为保证矿井安全生产，减少环节，提高生产效率，设计将矿井安全监测监控系统与生产监测系统统一设置。