宁夏宝丰能源集团有限公司丁家梁矿井+350水平井底车场作业规程2

第一章概况第一节概述一、工程名称丁家梁煤矿350M水平井底车场。二、掘进目的及巷道用途掘进目的是为形成矿井运输系统；巷道用途行车、行人、材料运输、进风。三、巷道设计长度、坡度及服务年限。巷道设计总长度84272M，含有11个交岔点。巷道设计为平巷。服务年限同矿井服务年限，设计442年。第二节编写依据一、煤矿安全规程（2013年版）；二、煤矿井巷工程质量验收规范（GB502132010）；三、煤矿井巷工程施工规范（GB505112010）；四、丁家梁矿井350M水平井底车场施工图S14311211/2/3/4；S1431122/1211/2/3/4/5/6；S1431123/1211/2/3/4/5/6/7/8/9/10/11；五、煤矿安全质量标准化基本要求及评分方法；六、煤矿建设安全规范（AQ10832011）；七、巷道及硐室施工标准（试行）（QB/HDDSSG0072012）；八、简明建井工程手册；九、丁家梁矿井矿建二期工程（风井区）施工组织设计十、宝丰能源集团有限公司丁家梁煤矿350M水平井底车场掘进工作面地质说明书。第二章井田概况及地质水文情况第一节井田概况宁夏宝丰能源集团有限公司丁家梁矿井位于宁夏回族自治区中东部，行政区划隶属宁夏回族自治区灵武市横山堡乡管辖，由煤炭工业合肥设计研究院设计，采用立井开拓方式，矿井设计生产能力06MT/A。工业场地内设主、副、风3个井筒，现三个井筒均已到底，并短路贯通，副井正在进行永久提升系统安装，预计2014年1月1日开始试运行。矿区交通便捷，银川青岛高速公路（GZ25），以及与之平行的三级公路从井田东北部通过，307国道从井田南部通过。大（坝）古（窑子）铁路支线从井田南部通过。第二节地质水文一、地层该井田赋存的地层主要有二叠系下统山西组PS、石炭二叠系太原组CPT，也是本井田的主要含煤地层。（一）二叠系下统山西组（PS）由灰白色、深灰色砂岩，灰色、灰黑色泥岩、粉砂岩及煤组成。顶部为一煤及灰、深灰色粉砂岩；上部为灰白、灰色粉砂岩夹薄层泥岩及薄煤层；中下部为三煤及灰白色中粗砂岩，具斜层理，地层平均层厚1486M。底部为五煤及深灰色粉砂岩、泥岩。本组为井田主要含煤地层，共含煤37层，其中全区可采和大部可采煤层3层，编号为一、三、五煤层。地层平均厚度7707M。（二）石炭系二叠系太原组（CPT）由灰白色砂岩，灰色灰黑色泥岩粉砂岩，深灰色石灰岩，煤及少量粘土岩、沥青质泥岩组成，含有黄铁矿、菱铁矿结核，含煤57层。地层平均厚度10634M。二期工程穿过的地层主要为二叠系石盒子组下部和二叠系下统山西组顶部地层。350M井底车场穿过的地层主要为二叠系石盒子组下部及二叠系下统山西组顶部地层，岩性为二叠系石盒子组下部灰白色砂岩与灰绿色粉砂岩互层，其以粉砂岩为主；二叠系下统山西组顶部岩性为一煤及灰、深灰色粉砂岩。主要标志层为1煤层。轨道上山、回风上山、胶带上山穿过的地层主要为二叠系下统山西组顶部地层，沿着3煤层顶板掘进，下部车场均穿过1煤层。二、地质构造井田构造总体呈南北展布，由西部的丁家梁背斜和东部的丁家梁店向斜形成了井田的基本构造形态。井田发育北西、近南北向两组断裂，共8条断层，其中走向NW向5条，近SN向3条。350M水平井底车场施工期间主要受DF3和DF5断层的影响，其中DF5为逆断层，倾向NE，倾角60，落差050M，DF3为逆断层，倾向E，倾角6070。落差为150180M。三、水文地质情况根据350M水平井底车场所在的地层为二叠系下统山西组（PS）和石炭系二叠系太原组（CPT）可知含水层为山西组、太原组砂岩裂隙含水层组。山西组及太原组砂岩裂隙含水层（组）井田广泛分布，含水层为中粗粒砂岩、细粒砂岩、灰岩；分选磨圆中等，泥钙质胶结，裂隙发育不均匀，含水层平均厚度（石盒子组底部至九煤底）6375M。根据井田内DN水1、DN水2号孔抽水试验资料含水层静止水位埋深34565016M，降深1220813753M，涌水量00980303L/S，单位涌水量为0000800022L/SM，渗透系数0001000050M/D。该含水层为弱含水层，具有承压性。350M水平井底车场施工期间矿井水主要来源于煤层顶板砂岩裂隙水。四、井田水文地质勘查类型根据勘探报告井田内含水层主要来源于DF3和DF5逆断层，在掘进遇到以上两断层时提前进行探放水工作。五、矿井涌水量预计根据横城矿区丁家梁井田南部煤炭勘探报告提供的涌水量资料，结合工程施工的地层范围，预计二期工程施工期间矿井总水量为51M3/H。六、瓦斯、煤尘、地温等（一）各煤层瓦斯含量0105ML/G，瓦斯平均含量0008032ML/G。井田瓦斯气成分分析结果表明，瓦斯成份主要为N2、CO2、少量CH4和C2H6，各煤层瓦斯分带大致由浅至深可分为二氧化碳氮气带、氮气带、氮气沼气带。大致在基岩面下400M以上为二氧化碳氮气带；基岩面下400770M为氮气带；基岩面下770M以下为氮气沼气带。各煤层瓦斯含量较低。（二）煤尘各煤层煤尘均具有爆炸性。（三）煤层自燃倾向据钻孔煤芯样自燃趋势测试结果，煤吸氧量在04067CM3/G，煤层自燃等级为级，自燃倾向性为自燃。（四）地温根据勘探钻孔地温测量井田内钻孔平均地温梯度234289/100M，平均地温梯度258/100M，在井深525M处为164的恒温带，据此计算350M水平井底车场巷道地温为38。第三章巷道布置及支护说明第一节巷道布置350M水平井底车场全长84272M,十一个交岔点，永久避难硐室350M水平井底车场按22断面施工，只编写贯通措施，交岔点措施另行编制附图一丁家梁矿井350M水平井底车场平面图；第二节支护设计一、巷道断面表31施工断面参数表附图二丁家梁矿井350M水平井底车场施工断面图；二、支护方式（一）临时支护巷道施工采用前探梁做为临时支护，前探梁选用108MM钢管制作，每根长不小于4M，自巷中向两边按1000MM的间距布置3根前探梁，用金属锚杆和吊环固定。吊环形式为圆型，每根前探梁使用2个吊环，吊环螺母必须和锚杆配套，吊环必须上满丝且至少露丝23丝。吊环的方向要宽度M高度M断面积M2施工断面净荒净荒净荒1152554142517320022404335365114137333234431322889844485139405162178具有可调性。每次爆破后，首先进行敲帮问顶，作业人员站在锚网支护完好的顶板下，找净顶板及迎头的浮矸活石，铺设好金属网并连接好，连网时注意顶板危岩浮矸活石，然后向前串移前探梁，前探梁吊环后用方木及木楔接顶牢固，每次移前探梁，要首先检查吊环等情况。当施工过程中出现巷道成型差无法使用前探梁时采用加打超前锚杆或增设点柱方式进行临时支护。前探梁至迎头最大控顶距不大于300MM，炮前锚杆至迎头最大空顶、空帮距不大于一排锚杆排距，炮后锚杆至迎头最大空顶、空帮距不大于一排锚杆排距循环进尺。附图三丁家梁矿井350M水平井底车场前探梁临时支护示意图；（二）永久支护1、锚杆及锚固剂33断面锚杆采用222000MM高强树脂锚杆，11/22/44断面锚杆采用222500MM高强树脂锚杆。11/22/33/44锚杆间排距800800MM，矩形布置；每根锚杆采用一支MSK2360和一支MSZ2360型树脂锚固剂，锚杆托板采用铁托板，规格15015010MM；锚杆均使用配套标准螺母紧固，锚固力不低于50KN。2、金属网采用60MM的圆钢焊制，网片规格为20001000MM，网格为100100MM,网片使用规格为10002000的钢筋经纬网，网片搭接100，并每隔300用12绑丝双股扭紧。3、锚索锚索11断面均采用1787300的钢绞线加工制作，22/33/44断面采用1786300的钢绞线加工制作，每孔装一支MSK2360和两支MSZ2360型树脂药卷锚固，锚固力不少于100KN，锚索排距2000MM，锚索间距11/44断面175M，22断面15，33断面12M。每排设置3根。4、喷射砼使用河砂和粒度510MM的碎石，按实验室出具的喷射砼配比进行施工，喷射砼强度等级C20。5、永久支护为锚网索、喷喷射砼厚度为150MM，强度等级均为C20，完成永久支护。2、文明施工标准（1）工作面后方无浮矸、杂物，风水绳盘放整齐。（2）材料存放长度不得大于100M，物料或配件必须分类、分规格码放排列整齐，且排列成一条直线，并挂牌管理。挂牌位置位于物料或配件的正上方，距底板11M，且排列成一条直线。标志牌要标明物料配件的名称和规格。（3）开关、综保排列整齐，并上架，且有完好标志牌，工具（或闲置的工具及设备）用完后集中地点存放整齐。（4）各种物料牌板悬挂整齐，位置适中，固定牢靠，记录明确，并保持牌板清洁无灰尘。（5）五图一表牌板必须悬挂在巷道行人侧底板无物料、设备及淤泥的便于观看处,悬挂高度为下侧到底板1300MM，正常情况下施工图表，挂在距迎头不大于200M位置；第三节支护工艺一、锚杆安装工艺（一）铺金属网、打锚杆眼打眼前，首先按照中、腰线严格检查巷道断面规格，不符合作业规程要求时必须先进行处理；打眼前要先敲帮问顶，仔细检查顶帮围岩情况，找掉活矸、危岩，确认安全后铺设金属网，金属网要横平竖直，紧贴岩面。锚杆穿过金属网网格布设，确保锚杆托盘压网，锚杆眼位误差不得超过100MM，眼向误差不得大于75。锚杆眼打好后，应将眼内的岩粉、积水清理干净。打眼的顺序，应按由外向里先顶后帮的顺序依次进行。（二）安装锚杆安装前，应将眼孔内的积水、岩粉用压风吹扫干净。吹扫时，操作人员应站在孔口一侧，眼孔方向不得有人，把2块树脂锚固剂送入眼底，把锚杆套上托盘插入锚杆眼内，使锚杆顶住树脂锚固剂，用带有专用套筒的风动锚杆钻机卡住螺帽，然后开动锚杆钻机，对锚固剂进行充分搅拌，搅拌的速度是先慢后快，搅拌时间2545秒，直至锚杆达到设计深度，再停留15秒，方可撤去锚杆钻机，给锚杆施加一定的预紧力，拧紧力矩不小于120NM。为确保锚杆角度，正顶锚杆用顶锚杆钻机打眼，帮部用风钻打眼，眼孔与巷道轮廓线或岩石层里面的夹角不得小于75，锚杆的托盘应紧贴岩面，锚杆锚固力不得小于50KN。锚杆支护后要进行喷浆支护，喷厚以盖住金属3050MM为宜，以便检测锚杆参数和进行锚杆拉力实验。锚杆拉力试验每300根做一次拉力试验，每组分别在两帮及顶部各抽查一根锚杆进行拉力试验。（三）打注锚索1、打锚索眼打锚索眼采用MQCT85型风动锚杆机配B19中空六棱钢钎、配28MM羊角钻头打眼，孔深6/7M（注明断面），锚索眼位置要准确，眼位误差不得超过50MM，钻眼角度误差不得超过5，不符合要求的要用水泥封孔口（长度300MM）后，重新补眼。使用锚杆机打眼，先用短钎开孔，再套接钎杆继续向上钻孔，打眼时应在钎杆上做好标记，保证锚索外露长度符合要求（露出锁具以外300MM），锚索眼打好后，应将眼内的岩渣、积水清理干净。打眼时，必须在前探梁的掩护下进行操作。打眼应按由已支护一侧向待支护一侧先顶后帮的顺序依次进行。2、安装锚索将锚固剂用锚索送入眼底，使锚索顶住锚固剂，用带有专用搅拌器的锚索钻机旋转推进锚索，将锚索旋入锚固剂并对其进行搅拌（搅拌时间控制30S以上，直至锚索达到设计深度。停止搅拌后松下锚索机待1015MIN后，上好锚索盘及锁具，穿上张拉器开启油泵张拉至设计锚索预紧力100KN。二、喷射混凝土（一）准备工作1、检查锚杆、锚索安装和金属网铺设是否符合设计要求，发现问题及时处理。2、清理喷射现场的矸石杂物，接好风、水管路，输料管路要平直不得有急弯，接头要严密，不得漏风，严禁将非抗静电的塑料管做输料管使用。3、检查喷浆机是否完好，并送电空载试运转，紧固好磨擦板，不得出现漏风现象。4、喷射前必须用高压风水冲洗岩面，在巷道拱顶和两帮应安设喷厚标志。5、喷射人员要佩戴齐全有效的劳保用品。喷射均匀，无裂隙，无“穿裙，赤脚”。（二）喷射混凝土的工艺要求喷射顺序为先墙后拱，从墙基开始自下而上进行，喷头呈螺旋状，一圈压半圈反复运动喷射。喷头与受喷面应尽量保持垂直。喷枪头与受喷面的垂直距离以0810M为宜。喷射时，喷浆机的供风压力在04MPA，水压应比风压高01MPA左右，加水量凭射手的经验加以控制，最合适的水灰比是0405之间。一次喷射混凝土厚度3050MM，复喷间隔时间不得超过2个小时，否则应用高压水重新冲洗受喷面。（三）喷射工作喷射工作开始前，应首先检查喷浆所需管路是否连接好，然后进行喷射工作，喷射均匀，无裂隙，无“穿裙，赤脚”。喷射工作结束后，喷层必须连续洒水养护28天以上，7天以内每班洒水1次，7天以后每天洒水1次，一次喷射完毕，并应将当班拌料用净。当班喷射工作结束后，必须卸开喷头，清理水环和喷浆机内外部所有灰浆或材料。开机时必须先给水，后开风，再开机，最后上料；停机时，要先停料，后停机，再关水，最后停风。喷射工作开始后，严禁将喷射枪头对准人员，喷射中突然发生堵塞故障时，喷射手应紧握喷头并将喷口朝下。支护材料每米用量表36丁家梁煤矿350M水平井底车场支护材料每米用量表断面树脂锚杆（套）锚索（套）树脂锚固剂（块）钢筋网（KG）11断面17515395589222断面13751532493833断面12515295430244断面162515375574施工中备用材料不少于2天的用量，并在专用料场中挂牌管理，码放整齐。第四章施工方法第一节施工方法采用中深孔光面爆破、全断面一次打眼一次爆破的方法施工。悬挂式前探梁临时支护，采用“两掘一喷”、“三八“制作业方式。当通过地质构造及围岩破碎带时，实施超前支护及加固围岩，必要时增设金属拱形临时支架，加强临时支护。第二节凿岩方式采用YT28型风钻，配B22中空六棱钢钎、42MM柱齿钻头打眼。打眼前依中腰线找出巷道断面轮廓线，依爆破图表布置炮眼，钻眼时采取定人、定钻、定位分区作业，要保持炮眼平直，避免摆动造成炮眼歪斜。风源来自地面压风机房。第三节爆破作业掏槽方式为楔式掏槽法一、炸药、雷管采用32200MM150G，I段毫秒延期电雷管，最后一段延期时间不超过130毫秒煤矿安全许用二级炸药。二、装药结构正向装药图图41正向装药布置图三、起爆方式起爆使用MFB200型发爆器。11、22、33、44断面采用一次装药，一次爆破。联线方式为串联联线。附丁家梁煤矿350M水平井底车场施11、22、33、44炮眼布置图及断面爆破说明书。143256715161718192021223242526272829303132334353637383940414243445464748495051525391011213145042501断面图30250305020208080505060605050606053051506208505455657585960616263646566768504200202060602550506060505042505050505697071727374757677879808182838485868788990919293949596979804图4211断面炮眼布置图表4111断面爆破说明书掏槽眼辅助眼周边眼底眼炮眼名称1675051878898合计眼深（M）22202020眼距（M）060050030055眼数644371198每孔装药量KG09060304装药量总装药量KG5426411444476809089水平（度）809089角度竖直（度）90909088全断面一次起爆1675051878898起爆次序起爆顺序IIIIVV封泥长度（M）05050505联线方式串联串联串联串联备注表4211断面爆破预期爆破效果430150365014325678390309570530250302202020206060250506060503502080804060604055040606051011213151617181419202122324252627282930313233435363738394041424345467484950515253545567585960616263646566768697071727374755054图4322断面炮眼布置图序号名称单位数量序号名称单位数量1炮眼长度M206每循环炸药用量KG4762炮眼利用率807单位原岩炸药用量KG/M31493每循环进尺M168每循环雷管用量个984每循环爆破实体岩石M3329单位原岩雷管用量个/M33065每循环炮眼长度M197210表4322断面爆破说明书表4422断面预期爆破效果掏槽眼辅助眼周边眼底眼炮眼名称1673536666775合计眼深（M）22202020眼距（M）060050030055眼数62931975每孔装药量KG09060304装药量总装药量KG541749336357809089水平（度）809089角度竖直（度）90909088全断面一次起爆1673536666775起爆次序起爆顺序IIIIVV封泥长度（M）05050505联线方式串联串联串联串联备注序号名称单位数量序号名称单位数量1炮眼长度M206每循环炸药用量KG3572炮眼利用率807单位原岩炸药用量KG/M31633每循环进尺M168每循环雷管用量个754每循环爆破实体岩石M321929单位原岩雷管用量个/M33425每循环炮眼长度M1512101432567839091011218141920131516172122324252627282930313233435363738394041424344546474849505152533401503200302020505060606002020606025050606047060470320470507720图4433断面炮眼布置图表4533断面爆破说明书表4633断面预期爆破效果掏槽眼辅助眼周边眼底眼炮眼名称1672021464653合计眼深（M）22202020眼距（M）060050030055眼数61426753每孔装药量KG09060304装药量总装药量KG54847828244779089水平（度）779089角度竖直（度）90909088全断面一次起爆1672021464653起爆次序起爆顺序IIIIVV封泥长度（M）05050505联线方式串联串联串联串联备注序号名称单位数量序号名称单位数量1炮眼长度M206每循环炸药用量KG2442炮眼利用率807单位原岩炸药用量KG/M31563每循环进尺M168每循环雷管用量个534每循环爆破实体岩石M315689单位原岩雷管用量个/M33385每循环炮眼长度M107210510150405143256789305020808050505050202020206060250506050504505550505050506205205205050425030151617181011213141920212232425262728293031323343536373839404142434454647484950515253545565758596061263646566768697071727347576778798081828384856878899091929399596图4544断面炮眼布置图表4744断面爆破说明书表4844断面预期爆破效果掏槽眼辅助眼周边眼底眼炮眼名称1675051858696合计眼深（M）22202020眼距（M）050050030050眼数644351196每孔装药量KG09060304装药量总装药量KG5426410544467809089水平（度）809089角度竖直（度）90909088全断面一次起爆1675051858696起爆次序起爆顺序IIIIVV封泥长度（M）05050505联线方式串联串联串联串联备注序号名称单位数量序号名称单位数量1炮眼长度M206每循环炸药用量KG4672炮眼利用率807单位原岩炸药用量KG/M31643每循环进尺M168每循环雷管用量个964每循环爆破实体岩石M328489单位原岩雷管用量个/M33375每循环炮眼长度M193210第四节装、运岩煤方式工作面采用采用P60B型耙斗式装岩机装矸，配15T固定车箱式矿车（MG176A型）和600MM轨距窄轨铁路运输矸石及材料，井下窄轨选用30KG/M钢轨。巷道施工期间的矸石，人力推矿车运送至风井井筒与350M井底车场连接处，再通过二次改装后的临时提升系统提升到地面。井上运输矿车装载的矸石通过前倾式翻车机翻矸落入地面矸石（煤）仓，经ZL50B装载机装入自卸汽车转载运送到矿方指定地点。第五节管线及轨道敷设一、在掘进施工中所敷设的电缆、风水管路、排水管、风筒等均应吊挂牢固整齐。电缆钩每隔15M一个，电缆垂度不超过50。风水管要接口严密，不得出现漏水、漏风现象，风、水管距迎头20M外使用直径108钢管，要随工作面前进及时延长，以备迎头正常用风、水。风管距迎头20M范围内使用一寸半胶管工作面设分风器变为6管，水管距迎头20M范围内使用一寸胶管工作面设分水器变为4管，风筒要环环吊挂，风筒口距迎头10M。二、随巷道掘进逐渐向前铺设临时轨道，轨道采用30/M钢轨，轨道间距为600；轨枕采用木轨枕规格为1200150150。轨枕间距为800（轨枕中到中）。轨枕铺设方法铺设木轨枕时先平整好场地，然后依据中腰线按轨枕间距摆放枕木，之后把道轨放到轨枕上并上好道夹板，调直道轨后用道钉压好，再按中腰线校正轨道。表49临时轨道铺设规范检验项目1、钢轨规格、型号必须符合设计要求。2、严禁在主要线路上使用磨损超限钢轨和同一条线路杂拌道。保证项目3、附近与轨型配套齐全，不同轨型相接必须采用异型鱼尾板。标准规定合格优良检验项目（设计值）3523两轨面高低值小于等于5小于等于3接头平整度小于等于2小于等于1对接错距小于等于60小于等于40错接错距接头方式、轨距轨长的1/31/4主线浮离量大于2的扣件钉质量小于等于10小于等于5检验项目允许偏差中心位置5050双轨间距直线020，曲线025坡度1度1度轨面标高主线3030，一般5050轨面前后高低主要小于等于10，一般小于等于15方向小于等于12允许偏差项目轨缝直线的小于等于5，曲线小于等于8第五章劳动组织及主要技术经济指标第一节劳动组织350M水平井底车场三个掘进队施工掘进，掘进队42人/队，施工，共126人，运搬队22人，通风队25人，机电队26人，采用“三八”制（一天三班，每班八小时）组织生产，“两掘一喷”作业方式，每天两个循环，循环进尺18M。每个队劳动组织如下表表51掘进队劳动力需用统计表序号班组名称岗位名称劳动力需用量备注打眼工12点眼工4放炮员4扒装机司机2运输工4机电维修工2班长21掘进支护班组小计30按“三八”制，配备两个班喷浆机司机1喷浆手1照灯辅助工1拌料上料工6运输工2班组长12喷浆成巷班组小计12按“三八”制，配备一个班合计42按出勤人数统计表52辅助队人员配备表序号辅助队别工种/岗位配备人数合计1队长12机电维修工63电工34提升机司机75泵工46充电工47机电队设备管理员1268队长19井上下信号工710井上下把钩工711搅拌机司机312运搬队电机车司机42213队长（技术员）214通风工415瓦检员1616通风队安全监测工325合计73第二节循环作业图表为保证正规循环作业的完成，迎头施工作业必须根据劳动组织的人员配备，合理安排工序，工序和工序之间尽量做到交叉进行，平行作业，以充分利用工作时间，提高工时利用率。附表一丁家梁煤矿350M水平井底车场正规循环图表第三节主要技术经济指标表53技术经济指标表序号项目单位指标备注1在册人数人422出勤人数人403出勤率954循环进尺米365效率米/工0096月循环次数次267月进度米938循环率869锚杆消耗根/米17510锚索消耗根/米1511钢筋网消耗KG/M589212炸药消耗量KG/米47613雷管消耗量发/米98第六章生产系统第一节提升系统前期利用主井立井井筒提升系统进行提升运输。风井井筒二次改装完成后，装备如下使用G型凿井井架、2JK3517/155型提升机，配备双钩提升15T双层二车临时罐笼，每部罐笼设1套KF122型防坠器，2条防坠绳，4条钢丝绳罐道；井上设GHT型过卷缓冲托罐及防撞装置；井底马头门以下设NB型防蹲罐装置及防撞梁、钢丝绳罐道固定梁、防坠绳固定梁等钢梁；井上下承接罐笼设缓冲阻尼摇台和稳罐装置；罐笼进、出车侧设阻车器和安全门；设一套安全梯，JZA5/1000凿井绞车悬吊。提升设施技术参数一览表序号提升机型号2JK3517/1551最大静张力KN1672最大静张力差KN1133提升速度M/S685M/S4电动机功率（KW）10005滚筒个数26滚筒直径（M）357滚筒宽度（M）178罐笼（轻型合金钢）单层二车15T、自重3500KG、轨距600MM9提升天轮30M10矿车MG176A（自重718KG）11提升钢丝绳187381870；563KG/M；885KN12钢丝绳安全系数771/1013511提升机强度验算（1）最大静张力校验最大提升载荷QZQZQGQKQPSBHOGQG罐笼荷重15T单层二车（包括抓捕器）350098134335NQK矿车荷重271898114087NQ矸石荷重21716000998148030NPSBHOG钢丝绳重56392098150816NQZQGQKQPSBHO34335140874803050816147268N147KN167KN147KN满足规程要求提人时最大提升载荷QZRQZRQGQRPSBHOGQG罐笼荷重15T单层二车（包括抓捕器）350098134335NQR人重（80/人）348098126683NPSBHOG钢丝绳重56392098150816NQZRQGQRPSBHOG343352668350816111834N112KN167KN112KN满足规程要求（2）最大静张力差校验绞车额定最大静张力差FJC11500KG113KN实际提升需用张力差FJFJCFJQQKPSBHOG21716000927185639049811000112KNFJCFJ满足规程要求512钢丝绳安全系数校验提升钢丝绳187381870钢丝破断拉力总和1135KN提矸时安全系数为M1135足规程要求提人时安全系数M1135/112101310139满足规程要求513电动机功率验算PKQVMB/（1000）其中K矿井阻力系数，K11512，取12Q提升物料荷重，Q2171600094896KGVMB提升机最大速度，VMB685M/S动力系数，罐笼提升时13传动效率，取085PKQVMB/（102）12（217160009）68513/102085603KW实际配备1000KW电机1000KW603KW满足规程要求514提升能力计算加减速度取05M/S2，休止时间取T490S加减速度时间T1，T3T1T3VM/A685/05137S加减速段运行距离H1H305VMT105685137469M匀速段运行时间T2H/VM（8942469）/6851168S则一次提升循环时间TT1T2T3T41371168137902342S提升能力为AT3600Z09VCHATKTVCH矿车容积，17M3；09装满系数；Z一次提升矿车数,2K提升不均匀系数，K115125取12T一次提升循环时间秒,经计算取2342秒360020917AT122342392M3/H改绞后利用本系统提升阶段,井下可安排4个普掘作业面，普掘按日进尺35M，平均作业断面17M2计算，则24小时产矸总量为A43517184284M318松散系数则每天提升时间为428439211小时满足生产要求。515钢丝绳罐道选择计算煤矿井巷工程施工规范规定罐道绳每百米的张紧力不得小于10KN，煤矿安全规程规定设四根罐道绳时，每根罐道绳最小刚性系数不得小于500N/M，根据以上规定选择计算罐道绳。（1）按张紧力计算钢丝绳罐道下端的最小张力FXMINFXMIN10H0H0钢丝绳罐道最大悬垂高度8941528937M。FXMIN10937100937KN（2）按最小刚性系数计算钢丝绳罐道下端的最小张力F“XMINF“XMIN（）LN（）4MINKL00KMIN最小刚性系数现取500N/ML0钢丝绳极限悬垂长度MLLH0B钢丝绳抗拉强度选1770MPA钢丝绳容重89009300KG/M3取9300KG/M3MA钢丝绳安全系数罐道绳MA6L0AB1770106L0693009813233MF“XMIN9372LN937245098223N10023KG982KN从FXMIN与F“XMIN中选取张紧力最大者F“XMINFX982KN计算钢丝绳单位长度重量PSPS434KG/M0617HX9376102选187361770钢丝绳505KG/M，钢丝绳最小破断拉力总和965KN。煤矿安全规程规定，每个提升容器设有四根罐道绳时，各罐道绳张紧力之差不得小于平均张紧力的5，内侧张紧力大，外侧张紧力小。根据此规定确定罐道钢丝绳的最大拉力FXMAX1142KN，详见计算如下设外侧罐道绳N4982KN罐道绳张紧力之差为F，则有N3982F内侧N29822FN19823F故54/321NNF即5982982/4F求得F532KN四根罐道绳的张紧力为内侧G1为9823F98235321142KNG2为9822F98225321089KN外侧G3为982F9825321035KNG4为982KN同理另一罐笼罐道绳张紧力G5、G6、G7、G8分别为1142KN、1089KN、1035KN、982KN；罐道张紧装置为双缸，活塞直径90MM，根据公式PFS有P1、51313MPA2649503718P2、61270MPA2903491P3、71226MPA210569379481P4、81183MPA20391故计算出各绳的液压值分别为G1、G5为1313MPA；G2、G6为1270MPA；G3、G7为1226MPA；G4、G8为1183MPA；编号标识详见井筒平面布置图。24钢丝绳安全系数校核M0DMAXQHPFSBQD所选钢丝绳所有钢丝破断力总和。选187361770钢丝绳QD965FXMAX同一容器上绳罐道下端张力的最大值PSB所选钢丝绳每米重量505KG/MM9651423708106016016满足规程要求选187361770钢丝绳满足两种要求。516防坠钢丝绳选择计算（1）防坠钢丝绳最大动载荷按下式计算ZMAXZMAXZGQ2Z981（6/R1）M/S2R最大终端载荷QZ与最小终端载荷QK的比值QZ最大终端载荷96452NQZQGQKQ34335140874803096452NQG最小终端载荷3500KG343KNR96452/3433528091Z981（6/R1）M/S2981（6/280911）1114M/S2最大动载荷ZMAX14986452123586N（2）钢丝绳安全系数选187341770钢丝绳做防坠绳，钢丝破断力总和861769N，钢丝绳单位长度重量PSB479KG/M安全系数MAQD/ZMAXPSBH0G）861769/（123586479937981）5145143满足规程要求517绞车液压值计算（1）最大油压值的确定FJC113KN113000NPX贴闸油压PXNAFKJC752PM最大油压PMFJFPPPF为综合阻力，包括蝶形弹簧阻力、制动状态的残压等,一般取PF21MPAA制动油缸有效面积17663MM2N制动器油缸数16个K制动力矩技术倍数K3M整个提升机系统的变位质量39400KGG整个提升机重量75000KG则最大油压值PM332154MPA27531026XF（2）一级制动油压的确定P1级NAFPJCXFX15G0792/23366225435MP3016第二节通风系统目前主、副、风井已贯通，建设单位在风井井口安装临时通风机（型号BD6,风量6526M3/S，风压8002000PA，电机功率255KW），形成主、副井进风，风井回风的通风方式，在井下新鲜风流中安装局部通风机，通过胶质风筒为各掘进工作面供风。按最长工作面、最大断面验算风量如下（1）掘进工作面风量计算按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算Q1100KQ掘100051575M3/MIN式中Q1工作面需风量M3/MIN；Q掘掘进工作面瓦斯（二氧化碳）绝对涌出量，M3/MIN；绝对瓦斯（二氧化碳）涌出量暂按05M3/MIN考虑，施工期间，根据实际涌出情况重新核算风量；K瓦斯涌出不均衡系数，取15；100单位瓦斯涌出量配风量M3/MIN，以回风流瓦斯浓度1的换算值。按放炮排烟计算所需风量A一次爆破最大装药量,按照掘进断面20M2,进尺18M,按每立方岩消耗炸药10KG计算，全断面一次爆破耗用炸药量36KG3。S巷道净断面积，取断面173M2；L炮烟稀释到安全浓度以下的安全距离，取434M；L01KBCPSL0114036/002173434MK紊流系数，取1；B每公斤炸药生成的当量CO量，取40；CP通风达到的允许浓度，取002；T放炮后排烟时间，取30MIN,即1800S；P风筒的风量比，取142；按工作面同时工作最多人数计算Q34N430120M3/MIN式中N每班最多出勤人数，30人。风速验算按煤矿安全规程第101条规定掘进工作面风速应符合下列条件01560SQ460S式中Q工作面所需风量（Q1、Q2、Q3取大值），435M3/S（261M3/MIN）；S掘进巷道净断面积，取173M2；Q261M3/MIN4601734152M3/MINQ261M3/MIN01560173157M3/MINMIN/261/5418014373687PA873322322STLSQ因此Q应取261M3/MIN（435M3/S）（2）局部通风机选型（压入式通风）局部通风机吸风量计算QMPQ142261370M3/MIN62M3/SQM局扇吸风量，M3/MIN；P风筒进出风量比,取145；Q工作面实际需风量，261M3/MIN（435M3/S）；通风最大风阻计算RM65L/D56500035650/07588PAS2M8RRM1288106NS2M8R局部通风机总通风风阻，NS2M8RM沿程摩擦风阻，NS2M8摩擦力系数，取00040L风筒长度，M。取L650M。D风筒直径，M。取D07M。风阻系数，取12（3）局部通风机理论工作风压计算（风筒出口动压损失忽略不计）HRQQM106435622858PAH局扇风压，PA；R风筒总风阻值，106NS2/M8；（4）局部通风机的选型采用压入式通风方式,按照上述计算结果（QM370M3/MIN,H2858PA），结合现场实际情况及局部通风机特性曲线及处现有通风机型号，掘进工作面选用2台（一台备用）FBD63/222型对旋式局部通风机，配用直径700M或800MM胶质风筒,即可满足风量要求。当通风距离较短时配用直径600MM胶质风筒。表61FBD63/222型风机技术参数型号电机功率KW风量M3/MIN全压PA最高全压效率噪声DBFBD63/222222335550100049008025附FBD63/222性能曲线第三节压风系统风井临时压风系统服务期内最多可展开三个普掘工作面，最大用风工况为两个工作面凿岩，同时一个工作面喷浆，按此工况统计用风量。表62风动设备用风统计表设备名称型号单台耗风量M3/MIN台数同时性系数总耗风量M3/MIN凿岩机YT28351208336喷浆机ZVII840516风泵BQF50/2544058合计576一、地面临时压风系统地面现有一期工程临时压风机房，安装两台DLG250、一台DLG132压风机，总供风量100M3/MIN，满足二期施工最大用风量576M3/MIN需要，继续使用。二、压风管路二次改绞井筒敷设1趟1609MMPE管作压风管，管路采用法兰连接，树脂锚杆井壁固定，每3M设一付管卡。利用该趟管路为井下供风。第四节防尘系统井下防尘水源来自地面泵房，用57钢管和一寸胶管接至迎头。每50M设三通一个。在迎头外20M内安设爆破喷雾，距迎头50M设第二道全断面水幕采用湿式打眼，放炮使用水炮泥，爆破喷雾、扒装洒水，冲刷岩帮，净化风流等综合防尘措施。第五节防灭火系统防火的重点是防设备、机械摩擦生热、电缆的杂散电流和人为火灾。距离迎头30M范围内备有2支4KG干粉式灭火器、消防水桶、消防铁锹和消防砂。控制风流、调节风流控制火势蔓延。防火水源来源和防尘管路的来源一致，防尘、防火管路共用。第六节安全监控系统矿井装备一套KJ76N型煤矿安全监测监控系统，对井下通风、瓦斯等环境参数、机电设备和供电系统等工况参数进行监测，同时在瓦斯超限时进行报警及断电。安全监测监控系统主机设置在矿调度中心。井下根据工作面需要安装甲烷、一氧化碳传感器和远程断电器等传感器。工作面传感器采集的信息传输到中分站和主机进行处理。监测监控系统地面中心站执行24小时值班制度，值班人员应在调度室或地面中心站，以确保及时做好应急处置工作。传感器配备和使用（1）传感器设置如下井下各个施工工作面及工作面回风流中安装甲烷传感器。长距离掘进巷道，每500M增设一台甲烷传感器。井下各个施工工作面安装一化碳传感器。井下各个施工工作面回风流中安装风速传感器。每台局部通风机安装开停传感器。电机车安装车载式瓦斯断电仪。每台水泵安装开停传感器。风门安装开闭传感器。（2）掘进工作面甲烷传感器安设在距工作面不大于5M的巷道内，布置在巷道的上方，垂直悬挂，距顶板不得大于300MM，距巷帮不得小于200MM。其报警浓度为10CH4，断电浓度为15CH4，复电浓度为10CH4，断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电器设备。（3）工作面回风流中的甲烷传感器安设在距回风口1015M处。其报警浓度为10CH4，断电浓度为10CH4”，复电浓度为小于10CH4。断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电器设备。（4）回风流中机电设备硐室的进风侧，其报警浓度为05CH4，断电浓度为05CH4”，复电浓度为小于05CH4。（5）掘进监控系统的安装、使用和维护必须符合煤矿安全规程及煤矿安全监控系统通用技术要求（AQ62012006）的规定。（6）井下作业施工中，要注意对监控装置的保护。二、瓦斯探头配备和使用1、瓦斯探头应布置在巷道上方风筒异侧肩窝部位，垂直悬挂，距顶板不得大于300,距帮部不得小于200。2、每次放炮前将甲烷传感器移到警戒线以外，放炮后及时恢复。3、瓦斯检查员必须携带便携式甲烷报警仪。第七节供电系统一、地面供电系统井筒一期施工时已建6KV变电站，满足二期施工需要，继续使用该地面供电系统。二、井下供电系统（1）井下临时变电所形成前的临时供电井筒二次改绞敷设2趟MYJV4239510KV电缆，一趟接地面临时变电所KS11630/10/114变压器，给MD50泵供电，另一趟接KS11630/10/114变压器，给工作面临时供电。（2）临时变电所形成后，利用临时变电所给泵房、工作面、临时局扇供电。经计算井底临时变电所选配如下供电设备，KBSGZY2T800/6变压器2台（水泵、普掘工作面、调度绞车等）、KBSGZY2T400/6变压器2台（风机专用备用）、KBSGZY2T500/6变压器1台，BGP4310高压防爆开关13台（其中进线盘2台、变压器盘5台、水泵盘3台、二期施工备用盘2台、联络盘1台），低压防爆开关数台等配电设备以满足泵房及工作面施工需要。由地面变电站引两趟MYJV4239510KV动力电缆下井，做井下临时变电所供电电源。三、供电电缆选择计算风井区临时供电系统服务期间为临时泵房、临时局扇群、工作面供电，依据此工作负载计算供电电缆。表63主要装备用电负荷统计表设备名称装机容量KW同时使用系数工作负载KVA一、井下临时泵房排水泵50030751407小计15001407二、工作面喷浆机5580422潜水泵754138耙装机45408180风机30241300其他100100小计649709总计21492116注功率因数COS取08一条电缆的运行电流为；I2116（36）204（A）按经济电流密度校验电缆截面AAI（IJ）其中A电缆截面（MM）I电缆运行电流IJ经济电流密度IJ225AIIJ20422591MM2选用两条MYJV4239510KV电缆，电缆截面满足用电负荷要求。两条电缆一条使用，一条备用，满足规程要求。第八节排水系统丁家梁矿井350M水平井底车场工程临时排水采用一级排水方案，排水高度894M。据矿方提供的报告矿井正常涌水量51M3/H。排水系统分三个阶段第一阶段在井底马头门内安装1台MD508012水泵、1个5M3水箱，另井底水窝内安装三台BQW452275潜水泵，使用井壁敷设的159排水管形成马头门临时排水系统，利用1趟MYJV42395电缆为排水泵供电。马头门临时排水系统服务至二期临时排水系统形成。第二阶段经选择计算综合考虑排水系统按下述配备临时泵房安装3台MD8510010型水泵，一用一备一检修，工作泵工作时排水能力为85M3/H，工作泵备用泵同时启动排水能力为170M3/H；井筒敷设2趟159MM无缝钢管做排水管，一趟工作一趟备用。临时排水系统排水能力满足二期施工需要。第三阶段矿井永久排水系统形成后，利用永久排水系统排水。表64排水泵技术参数名称型号规格数量流量（M3/H）扬程（M）功率（KW）电压（V）排水泵MD851001038510005006000潜水泵BQW4522754502575660第九节运输系统工作面采用采用P60B型耙斗式装岩机装矸，配15T固定车箱式矿车（MG176A型）和600MM轨距窄轨铁路运输矸石及材料，井下窄轨选用30KG/M钢轨。巷道施工期间的矸石，人力推矿车运送至风井井筒与350M井底车场连接处，再通过二次改装后的临时提升系统提升到地面。井上运输矿车装载的矸石通过前倾式翻车机翻矸落入地面矸石（煤）仓，经ZL50B装载机装入自卸汽车转载运送到矿方指定地点。第十节通讯信号、照明、电视及瓦斯监控系统继续使用凿井期间地面通讯系统。井下通讯、信号系统选用一套KXBTS型五灯信号箱，该装置能同时进行通讯和信号的控制。井下临时变电所内安装一台ZBZ40/069照明信号综保，为井下照明提供电源。照明灯具采用防爆白炽灯。在绞车房、马头门、井底车场、等主要机电设备硐室以及掘进工作面配备电话。随着工程进度，项目部能够保证距掘进工作面3050M范围内安设电话，掘进工作面的巷道长度大于1000M时，在巷道中部应安设电话。附图八丁家梁矿井350M水平井底车场通风、监控系统图附图九丁家梁矿井350M水平井底车场工程井下临时供电系统示意图第七章灾害预防及应急救援预案第一