煤矿四大件设计手册

第一部分通风与安全第一节概况根据矿方提供的实测资料：-75m水平煤层瓦斯含量：瓦斯绝对涌出量为6.05m3/min，瓦斯相对涌出量为6.45m3/t，矿井为低瓦斯矿井。煤尘无爆炸危险性，煤层有自燃性。第二节矿井通风一、通风系统该矿井采用副井进风，主井回风的中央并列式通风系统。二、矿井需风量计算根据《煤矿安全规程》和《煤炭工业矿井设计规范》知，矿井风量，可分别按照瓦斯涌出量、工作面温度、使用炸药量和井下最多工作人员进行计算，取其中的最大值确定矿井的需风量，确保工作面安全生产和良好的工作环境。（一）按最大班下井人数需风量进行计算Q矿井=4NK=4X103X1.2=492mi3/min=8.2m3/s式中：Q矿井——矿井总供风量，m3/min；4——每人每分钟供风标准，m3/min.人；N——井下同时工作的最多人数，考虑到交接班时同时在井下人员的重叠系数1.5，井下最多人数按103人计算；K——矿井通风系数，取1.20。（二）按瓦斯涌出量及总回风流中的相对瓦斯浓度不超过 0.75%计算Q矿井=100XTXq瓦XK（0.75X24X60）

=0.0926XTX瓦XK=0.0926X909X6.45X1.9=1031.5m?/min~17.2m3/s式中：Q矿井——矿井总供风量，m3/min；T――矿井平均日产量，取909t;q瓦一一矿井瓦斯平均相对涌出量，取4.2im/t.d;K――风量备用系数，取1.9。（三）按采煤、掘进、硐室等处实际需风量计算Q矿井=（刀Q采+刀Q掘+刀Q硐+刀Q它）XK式中：Q矿井――矿井总供风量，m3/min;刀Q采—回采工作面实际需风量的总和，m3/min;"Q掘—掘进工作面实际需风量的总和，m3/min;刀Q硐—独立通风硐室实际需风量的总和，m3/min;刀Q它—除采掘硐室外其他需风量的总和，m3/min;K――矿井通风系数，取1.2（。1.回采工作面需风量计算回采工作面按瓦斯（二氧化碳）涌出量、工作面温度、同时工作的最多人数、炸药用量分别计算，取其中最大值，并用风速验算。按回采工作面瓦斯涌出量计算Q采=10°q采绝XKCH4=100X4.24X18=763.2m?/min心13m3/s式中：Q采——回采工作面需要风量，m3/min；q采绝一一回采工作面回风巷风流中瓦斯的平均绝对涌出量，按全矿井瓦斯涌出量的70%计，q采绝=6.05X0.7=4.24m3/min；KCH4――采面瓦斯涌出不均衡通风系数，炮采 1.4〜2.0,取1.8。按回采工作面温度选择适宜的风速进行计算Q采=60XV采XS采xKi=603/s。式中：V采――回采工作面风速,取1.8m/s；S采一一回采工作面的平均断面积，6.4m2;Ki――工作面长度系数；取1.0。按回采工作面同时作业人数计算需风量Q采》4NQ采》4X60=240mi7min=4m3/s。式中： N—回采工作面同时工作的最多人数，按交接班时计算，考虑交接班时人员的重叠系数1.5,N取60人；按回采工作面炸药消耗量计算需风量按一次最多炸药消耗量计算：Q采》25AQ采>25X5.0125m3/min=2.08m3/s。式中： A――一次爆破炸药取最大用量5.0kg取最大值，即按回采工作面瓦斯涌出量条件计算，取回采工作面风量为13m3/min。回采工作面风速验算：《煤矿安全规程》规定，采面最高、最低风速分别为4m/s和0.25m/s。则最大风量：Qmax二V采xs采=4x6.4=25.6m/s则最小风量：Qmin=V采xs采=0.25X5.4=1.6mf/s有：1.6mP/sv13m3/sv25.6m?/s满足《规程》关于风速的规定。故回采工作面风量取最大值为：13m3/s。2.掘进工作面投产时，12采区布置2个煤巷掘进工作面，保证12采区工作面之间的正常接替，由于12采区内断层较多，可采储量少，考虑采区之间的正常接替，另布置1个21采区轨道下山掘进面。掘进工作面按瓦斯涌出量、同时工作的最多人数、局部通风机吸风量、炸药量分别计算，取其中最大值，并用风速验算。两个煤巷掘进工作面需风量按瓦斯涌出量计算Q煤掘=100xq掘绝xKCH4m3/min式中：KCH4－瓦斯涌出不均衡通风系数，取1.8；q掘绝－掘进工作面绝对瓦斯涌出量，按全矿井瓦斯绝对涌出量的30%计算，q掘绝=6.05X0.3=1.82mf/min;贝SQ煤掘=100X1.82X1.8=327.6m3/min=5.46m3/s按人数计算掘进工作面实际需风量Q掘=4Nm3/min式中：N—掘进工作面同时工作的最多人数，取 30人贝卩Q掘=4X30=120mP/min按局部通风机实际吸风量计算Q掘二Qf•I•Kf=300x1X1.2=360m3/min=6m3/sQf—掘进面局部通风机额定风量，选用FBDN05.6型局扇，技术参数如下：电机功率为15X2kW,风量范围为280〜430m3/min。取Qf=300m3/min；I—掘进面同时运转的局部通风机台数，1台；kf-为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，取 1.2。按最大炸药消耗量计算Q掘=25•A=25X2.5=62.5m3/min式中：25—每爆破1kg炸药需要供给的风量， m3/min;A—掘进工作面一次最多炸药消耗量， 2.5kk;通过计算可知掘进工作面的最大需风量为： Q掘=237.1m3/min。经计算，煤巷掘进工作面需风量最大值为按通风机实际吸风量360m3/min。风速验算按最低风速验算： Q掘》60X0.25S=99m3/min,煤巷掘进断面

为6.6为6.6川。按最咼风速验算:Q掘w60x4S=1584m3/min由以上计算可知，掘进工作面的最大需要风量取 360m3/min,在风速上、下限以内，符合要求。根据统计的结果，通风容易时期共布置3个掘进工作面，掘进工作面总需分量为3x6=18m3/s。通风困难时期共布置2个掘进工作面，掘进工作面总需分量为2x6=12m3/s。硐室需风量通风容易时期井下独立通风的硐室有:绞车房、溜煤眼，每个硐室配风各取1m3/s，则刀Q硐=2m3/s。通风困难时期井下独立通风的硐室有:采区变电所、采区泵房，每个硐室配风各取1m3/s，则刀Q硐=2m3/s。井下中央变电所、泵房及消防材料库采取新鲜风流通过。其他需风量通风容易时期其他需风量按1个地点分配，取刀Q硐=3m3/s。通风困难时期他需风量按3个地点分配，取刀Q硐=3x3=9m3/s。矿井总需（供）风量根据以上计算，应按矿井瓦斯涌出量配风，同时考虑到掘进工作面用风和井底硐室、采区各硐室的用风量如下:通风容易时期:Q矿井=（刀Q采+刀Q掘+刀Q硐+EQ它）XK=(13+3x6+2+3)x1.20=43.2m3/s 取44m3/s。通风困难时期:Q矿井=(刀Q采+刀Q掘+刀Q硐+刀Q它)XK=(13+2X6+2+9)X1.0=43.2m3/s 取44m3/s。即通风容易时期和困难时期矿井总分量均为 44m3/s。风量分配原则是分配到各用风地点的风量，不低于计算出的需风量各用风地点的风速应符合《煤矿安全规程》规定。矿井通风容易时期风量分配表 表5-2-1用风地点计算风量(m3/s)实际配备风量(m3/s)作业点个数回采工作面13141掘进工作面3X63X63溜煤眼141其他281合计3544矿井通风困难时期风量分配表 表5-2-2用风地点计算风量(m3/s)实际配备风量(m3/s)作业点个数回米工作面13151掘进工作面2X62X62米区变电所12采区水泵房121其他9133合计3644三、矿井通风负压根据开拓方式和采区布置确定的矿井通风容易时期负压产生在 12采区12021工作面，风量为44m3/s，其最小负压为750.01Pa矿井通风困难时期负压产生在21采区21041工作面，最大负压产生在21采区21041工作面，风量为44m3/s，其最大负压为1093.80Pa计算公式如下：oLPQ2h摩=$3 ，Pa式中：L、P、S 分别为各井巷的长度、周长、净断面;a 摩擦阻力系数；Q――各井巷和硐室所需要的实际风量。其总和为总摩擦阻力h摩易，即:h摩易=h1-2+h2-3+ hn-（1）式中：h1-2,h2-3,hn-（1）为各段井巷之摩擦阻力，Pa。通风容易时期和困难时期负压计算见表 5-2-3表5-2-4所示。考虑到15%局部阻力，得到矿井通风阻力为：通风容易时期的总阻力h阻=862.52Pa通风困难时期的总阻力h阻=1257.87Pa四、等积孔计算A 1.19QAmax 'hmin1.1944 2 1.78m862.521.19QAmin ~:.hmax1.1944 21.48m.1257.87经计算，矿井通风容易时期的等积孔为 1.78m2，矿井困难时期的等积孔为1.48M,矿井通风难易程度属于中等。序号巷道名称支护方式a2 4(kg•s/m)P(m)L(m)S(nf)Q3(m/s)V(m/s)H (Pa)1副井混凝土0.00414.4329.716.6443.0679.962井底车场（双轨）锚喷0.002712.51510.8262.082.723井底车场（单轨）锚喷0.002710.4267.5262.5011.704西轨道运输大巷砌碹0.002710.4807.5302.8847.92512采区轨道运输巷锚喷0.00279.8908.2303.0638.87612采区轨道运输巷锚喷0.00279.8908.2181.8413.997联络巷锚喷0.00279.8178.2161.632.09812021工作面运输巷工字钢0.003710.51606.6141.3342.38912021工作面单体柱0.004710.21006.4141.3735.841012021工作面回风巷工字钢0.003710.51356.6141.3335.761112021工作面回风巷工字钢0.003710.5436.6161.5214.881212采区运输机巷工字钢0.003710.5346.6161.5211.761312采区运输机巷锚喷0.00279.8298.2161.633.561412采区运输机巷锚喷0.00279.8788.2181.8412.131512采区运输机巷锚喷0.00279.8788.2303.0633.691612采区运输机巷锚喷0.00279.81278.2303.0654.8517上仓斜巷锚喷0.00279.8758.2303.0632.3918总回风巷锚喷0.00279.8218.2444.4919.5119主井井筒混凝土0.00411.9330.411.3443.70209.4820主井风硐混凝土0.00056.3253.2446.9846.5321合计750.0122局部通风阻力15%112.5023总计862.52

序号巷道名称支护方式a2 4(kg•s/m)P(m)L(m)S(nf)Q3(m/s)V(m/s)H (Pa)1副井混凝土0.00414.4329.716.6443.0679.962井底车场（双轨）锚喷0.00112.51510.8403.202.383东轨道运输大巷砌碹0.00110.4607.5403.8523.674东轨道运输大巷砌碹0.00110.4257.5383.658.90521采区上部车场锚喷0.0019.8208.2323.273.64621采区轨道下山工字钢0.001710.5106.6343.247.18721采区轨道下山工字钢0.001710.51356.6312.9580.55821采区轨道下山工字钢0.001710.51336.6292.7669.45921采区轨道下山工字钢0.004710.5886.6232.1979.911021040工作面运输巷工字钢0.002710.51606.6151.4335.501121040工作面单体柱0.002710.2456.4151.4710.641221040工作面回风巷工字钢0.002710.53866.6151.4385.6413联络巷锚喷0.00279.8128.2212.142.541421采区运输机下山工字钢0.002710.51356.6292.76111.961521采区运输机下山工字钢0.002710.51356.6312.95127.931621采区运输机下山工字钢0.002710.5486.6343.2454.7217上仓斜巷锚喷0.00279.8508.2383.8834.6518总回风巷锚喷0.00279.8208.2444.4918.5819主井井筒混凝土0.00411.9330.411.3443.70209.4820主井风硐混凝土0.00056.3253.2446.9846.5321合计1093.8022局部通风阻力15%164.0723总计1257.87四、通风设施、防止漏风和降低风阻的措施矿井通风设施要保证质量，加强管理，风门成组设置，正向风门连锁。门墙要深入巷道围岩内，砖砌门墙要用水泥砂浆抹面。各上、下山和车场附近风门应重点管理，门框与风门结合部应严密。风硐以及备用风机的风道门应经常检查，消除漏风，保证外部漏风率不超过5%。进、回风巷道间应保持一定的距离，尽量少开联络巷道。局部通风机风筒、水管过风墙处应将缝隙封闭严实。巷道要定期清理，巷道内严禁堆放杂物等。巷道变形量超过15%时应及时扩修。第三节灾害预防为确保矿井安全，在矿井建设和生产过程中要严格执行《煤矿安全装备基本要求》、《煤矿安全监测装备标准和使用管理规定》、《煤矿安全规程》等有关规程规定，对瓦斯、煤尘、水害等进行早期预测预防，切实防止灾害的发生。一、防水井下防治水底板水：主要是煤层底板L7-L8灰岩内裂隙岩溶水，该含水层与煤层之间有0.1~28.17m左右的泥岩及砂质泥岩隔水层，在正常条件下有10.02m的^隔水层。根据矿方提供的资料，本井田水文地质条件中等，目前石炭系灰岩含水层和奥陶系灰岩含水层最高水位标高为 110m,经计算个别地带隔水层起不到隔水作用，因此煤层顶板进行注浆加固。但该区0.5-5m落差的小断层比较多，煤层底板隔水性能遭到一定程度的破坏，以在施工时加强探放水工作，对于断层进行注浆加固。（2） 断层水：井田内较大的断层有四条，特别是魏寨正断层，井田的主要充水水源之一。生产中在断层附近必须留有足够的隔水煤柱，注意观察并加强探放水工作。（3） 井田浅部为矿井现有生产区的采空区以及相邻矿井杨家沟煤矿的采空区。除留足隔水煤柱外，必须坚持有疑必探，先探后掘原则，谨防采空区水进入巷道。（4） 本设计在井田浅部留有安全防水煤柱，生产中应确保煤柱的有效宽度和完整性。（5） 回采掘进时要加强观察，发现透水征兆（如挂红、淋汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板淋水加大、顶底来压，或出现裂隙、出现渗水、水色变深、有臭味异常等等）时，必须停止作业，立即采取措施，出现危及人身安全时要立即发出警报，赶快撤出危险地点所有人员。（6） 井下配备有足够能力的排水设施，断层两侧留有足够的防水煤柱。为了防止井下水患，采掘工作面配有探水钻。生产中加强井下水量和水情观察，要严格执行有疑必探，先探后掘原则，发现异常情况及时采取措施，防患于未然。地面防治水井田地面没有大的河流，该区地表东部和南部冲沟发育，工业场地北面紧邻岳村东沟，沟内常年无水，仅雨季洪水季节有水流过，汇入井田边界外的五星水库。施工中，工业场地及其所有建筑物的地坪标高及防洪设施，必须严格按设计施工，以防洪水灾害。每年雨季前应将地表塌陷的裂隙进行充填，防止地表水进入井下。二、预防瓦斯1•根据矿方提供的实测资料：矿井开采-80m水平煤层瓦斯含量：瓦斯相对涌出量为6.45m3/t，瓦斯梯度为2.86m/tx100m,矿井为低瓦斯矿井。虽然本矿井为低沼气矿井，但是生产中必须严格按照《煤矿安全规程》有关规定执行。加强通风管理,合理分配风量,保证井下每个用风地点均有足够的新鲜风流。严格执行瓦斯检测管理制度,一旦发生瓦斯浓度超限和局部瓦斯聚集时,应先撤出人员并立即采取相应的处理措施。井下电器设备选型严格按照《煤矿安全规程》要求选型。防止局部瓦斯职聚,临时停工地点不得停风,否则必须切断电源撤人,设置栅栏、警标。随着井田开采深度的增加,瓦斯涌出量也会增加,生产中要加强观测,积极采取措施,尤其是地质变化地带、煤厚突然变化带等附近,必须先进行探放,达到安全规程要求后方可施工。为了预防瓦斯事故，全矿装备一套KJ95型安全监测系统连续监测瓦斯情况,并配有便携式瓦斯检测设备,随时对个别地点进行瓦斯检查,发现瓦斯超限及时停工撤人。按矿井井下在籍人数配备有自救器,风门设有风电闭锁装置。三、预防煤尘本矿二1煤层煤尘虽无爆炸性，但还是要加强对煤尘的管理，要严格控制风速，若改变通风系统和增大风量时，必须相应调整风速，防止煤尘飞扬。采区溜煤眼不能放空，井下矿车不能漏煤，并定期检查维修，以保持良好状态。井下设有完备的消防洒水系统，并配备消防器材，各煤炭转载点均要设有喷雾装置，为了降低空气中煤尘含量，采用湿式打眼，放炮采用水炮泥。回采工作面要进行煤壁注水，湿润煤体减少煤尘的产生。四、预防火灾本矿井二1煤层属自燃煤层，要充分预防井下火灾的发生。井下煤巷采用砌碹，采用型钢支护的煤巷要喷射砂浆，封闭煤层表面。各回采工作面采完后应及时密闭，防止风流进入采空区。有机电设备的硐室均用不燃性材料支护， 并按规程要求设置防火门。机电硐室、消防材料库及井下易着火地点配置灭火器等防火设备，并应保持设施的完好。确保井下消防洒水系统的正常运行。建设和生产期间要严格执行《矿井防灭火规范》，防止火灾发生。井下运输胶带采用阻燃型。扇风机房必须设置反风装置，井下一旦发生火灾时，能迅速反风，控制火势蔓延。井下各机电峒室均设置防火栅栏两用门，并配备足够的消防器材。五、预防顶板事故1.采掘工作面必须及时支护，严禁空帮空顶。2.应及时敲邦问顶，遇有活碴活煤要及时处理，防止煤、岩突然冒落伤人。要保证支架质量,棚口要严,后身要实，迎山角、扎角要适当。加强巷道维修，发现断梁折柱或漏帮漏顶应及时进行修理。采煤工作面放顶时应指派有经验的工人观察顶板。为了防止顶板事故，设计将井底车场、运输大巷，采区巷道均布置在顶板砂岩中，井底车场的主要硐室均采用砼C305宣支护，其他岩石巷道均采用锚喷支护。采区中的煤巷均采用工字钢支护，岩巷中的 -75m水平轨道运输平巷和-75m水平运输机平巷由于穿过芦沟正断层，断层附近的岩石比较破碎，强度较小，所以为了防止顶板事故，采用砼C20支护。采区中的其他岩石巷道均采用锚喷支护。六、安全救护本矿距芦沟矿井很近，距郑州集团救护大队和芦沟煤矿救护小队均为4km,—旦发生灾情，除充分利用郑州集团救护大队和芦沟煤矿救护小队的救护人员和设备外，本矿要成立专职安全生产管理机构，并组建辅助救护小队,配备相应人员和设备。生产中加强对救护人员进行培训,提高其救护能力,保障矿井安全生产。第一节提升设备一、主井提升设备（一）提升方式（一） 提升方式矿井采用立井双箕斗提升负担全矿提煤任务。经计算选用2JK-2/20型双滚筒绞车，滚筒直径2.0m,滚筒宽度1.0m配套电机选用：YR400-39—6型三相交流异步电动机，其功率为250kW,额定电压为6kV。（二） 提升设备选型设计依据井型（年产量）:An=0.3Mt/a;工作制度：br=330d/a;井筒深度：Hs=330.4m;每天净提升时间：t=16h/d;装载高度：Hz=16.4m;卸载高度：Hx=9.5m;提升任务：担负矿井提煤任务。提升容器经济提升速度Vj=0.4、Ht=0.4.323.5=7.19m/s式中Ht二Hs-Hz+Hx=330.4-16.4+9.5=323.5m实际取提升速度V5.0m/s一次提升时间TxVmVmaHt

vm式中 a――提升正常加速度，取a=0.7m/s2卩――容器起动初加速及爬行段延续的时间，取口=10s0――提升容器在每次提升后的休止时间，取B=8s则：Tx岂323^10889.84s0.7 5.0一次提升量AnCTxaf3600brt式中 C――提升设备的不均匀系数，暂取 C=1.15;br-提升设备年工作天数，由已知br=330d;t-提升设备每天工作时间，由已知t=16h;af—提升能力富裕系数，取12则：Q3000001.1589.841.2 ,1.96t360033016④选择提升箕斗争求矿方意见，要求使用箕斗提升，则使用2.5吨单绳立井非标准底卸式箕斗，其技术规格如下:箕斗全高：Hr=5m箕斗名义载重量：2.5t箕斗自身质量：Qz=2.5t3•提升钢丝绳选择

绳端荷重Qd=m+mz=2500+2500=5000kg井架高度Hj=Hx+Hr+Hg+0.75R=9.5+5+4+0.75X2.0/2=19.25m,取20m‘钢丝绳的悬垂长度Hc=Hj+Hs-Hz=20+328-14=334m钢丝绳单重:m'50001.1BHc1.117000~~6^m'50001.1BHc1.117000~~6^1.97kg/m334式中mp 钢丝绳单位质量，kg/m;@――钢丝绳公称抗拉强度，17.00X108kg/m2;mama安全规程规定的安全系数，6.5;选取标准钢丝绳根据计算选取6^(30)-①24-170型钢丝绳，钢丝绳直径①24mm,钢丝绳破断拉力总和38350kg钢丝绳每米重为Pk=2.234kg/m，钢丝绳中最粗钢丝直径为：3=1.7mm。验算安全系数：m 6.676.550002.234334故符合《煤矿安全规程》的要求。提升机选择滚筒直径：Dg'>80d=80X24=1920mm最大静张力：Fj=Qd+mpHc=(5000+2.234X334)X9.81/1000=56.37kN

最大静张力差:Fc=Q+mpHc=(2500+2.234<334)x9.81/1000=31.84kN确定减速器传动比；取i20。选用：2JK—2/20型绞车，滚筒直径D=2.0m,滚筒宽度B=1.0m,变位质量mj=7910kg两滚筒中心距为：1.09m;Fjma<=60kN;Fcma)=40kN验算滚筒宽度HtLs(3 4)DgKDp3343073.142.023.142.022423343073.142.023.142.02242813.01mm1000(mm)式中Ls—钢丝绳试验长度，取Ls=30m；Dg—初选提升机滚筒直径(m),Dg=2.0m;K—缠绕层数，2层；3—滚筒上钢丝绳摩擦圈数;4—附加的钢丝绳圈数;d—所选提升钢丝绳直径(mm),d=24mm;£—滚筒上所缠绕钢丝绳间距(mm),取£=2mm;Dp—平均缠绕直径，m;DpDg(K1)d 2(21)2410002.02(m)滚筒宽度满足要求。计算天轮直径Dt>80d=80X24=1920mm选择天轮根据计算的天轮直径，选用天轮：TSG2000/135Dt=2.0m,变位质量,

mt=307kg提升机与井筒的相对位置确定计算井架高度Hj二Hx+Hr+Hg+0.75R=9.5+5+4+0.75X（2.0-2）=19.25m圆整后取20m。滚筒中心至井筒中提升中心线的距离 LsLsmin》0.6Hj+3.5+D=0.6X20+3.5+2.0=17.5m取25m。计算钢丝绳的弦长Lx=”（Hjc。）2（Ls导）2二J（200.65）2（25罟）2=30.83m上式中Co取0.65mo钢丝绳的内、外偏角最大外偏角（按缠满滚筒计算）1.0=arctgLx—1.0=arctgLx—=arctg1.40.09230.83二arctg!0112=0.64v1°30/式中S——两箕斗中心距，S=1.4ma――两滚筒内缘间距a=两滚筒中心距—滚筒宽度=1.09-1.0=0.09m内偏角

sa 1.40.09a?=arctg—=arctg 2 二arctg).0212=1.22<1°30'Lx 30.83内、外偏角均小于1°30‘，故满足《规程》要求。提升机的钢丝绳仰角下绳仰角:tg』CLsinD2D 2Ls下绳仰角:tg』CLsinD2D 2Ls—H,Cs2jtg1200.652・1sin—^.O 42.7o15O251.02(200.65)2上绳仰角:tg巴CLs 2Dt供0O2根据以上计算，钢丝绳的内、外偏角及上、下出绳仰角均符合设计规范要求。提升系统如图6-1-1所示。提升机与井筒的相对位置图图6-1-1主井提升机与井筒相对位置图s=1.4ma=0.09m1=0.64°2=1.22(3=38.8° Lx=30.83mLs=25mHj=20mC0=0.65m6.选择提升电动机①估算电动机功率kQVm_1.152500P =505.0x1.3=215.54kW102j 1020.85式中Vm――提升机的标准速度，查表可得Vm=5.0m/s;K 矿井阻力系数，箕斗提升k=1.15;Q――一次提升货载重力N,Q=2500kg;――一影响系数：箕提升 =1.2〜1.4取1.3;j――减速器传使动效率。双级传动 j=0.85。电机转速60Vmi605.020 rn= —= 955.41r.D3.142.0 /min选电机查电动机的规格表选用：YR400-39-6三相交流异步电动机，其技术参数如下：功率Pe=250kW转速ne=983r/min效率n=0.932额定电压Ue=6kV转动惯量(GD2)d=11.75kgm2最大转矩/额定转矩 =2.24提升机的最大速度Dne3.142.0983,Vm= e= =5.14m/sm60i 60207.计算提升机的变位质量直线运动部分的变位质量mLm2mz2mPLp=2500+2X2500+2X2.234X438.79=9460.51kg其中LpHeLx30(nn)D=334+30.83+30+(3+4)X3.142X=438.79m作旋转运动部分的变位质量天轮mt=2X307=614kg提升机(包括减速机)mj=7910kg电动机转子的变位质量222md=(GD)2'=11.75220=1175kggD2 2.0总变位质量刀m=mLmtmjmd=9460.51+614+7910+1175=19159.51kg&提升运动学与动力学计算运动学计算各阶段速度与加速度的确定a初速度V°=1.5m/s,初加速度a0=0.4m/s2,主加速度：a1=0.7m/s2;b、 主速度V=5.14m/s,主减速度：cb=0.7m/s2;c、爬行距离h4=2.25m爬行速度V4=0.5m/s;末减速度：as=0.4m/s2速度图参数计算：曲轨中初加速时间：t°二匹=^=3.75sa。 0.4箕斗在卸载曲轨中实际行程：h0丄0上011.53.752.81m22

主加速时间:t1=主加速时间:t1=Vm Vo=5.141.5a1 0.7=5.21s主加速阶段行程：①二宁“叮5.2117.30m主减速阶段的时间：t3=旦上=5.140.56.63sas 0.7主减速阶段的行程：h3=Vm2V4t3 5.1420.5 6.63 =18.72m爬行阶段行程：h4=2.25m v4=0.5m/sh4.t4= -:2.254.5sV40.5t业0.51.25sa50.4爬行时间:制动时间:一11制动距离：hs—-0.51.250.31m22等速阶段的行程:h2Hth0h1hsh4=334-2.81-17.30-18.72-2.25-0.31=282.10m等速阶段时间：t2二理竺卫54.84sVm5.14一次提升循环时间：Txt0t1t2t3t4t5 8=3.75+5.21+54.84+6.63+4.5+1.25+8\=84.18s此值小于选择容器估算的一次提升循环时间 Tx=89.84s故上述运动学参数选择是合适的。由以上参数画出提升速度图如下所示:

v/m/s■1/5\\\■ i tS —fl.■1f+h'n■L282.1054.84仁门F/NRF)F：『厂——一—r：F—FF-"图6-1-2主井提升速度图与力图F°=42957N;F0=42834N;F1=48582N;F/1=47824N;F2=34412N;F2=22047N;F3=8635N; F'3=7815N;F4=21226N;F4=21128N。提升设备生产能力：小时生产能力：口前36002.5色002.5=106.92tTx 84.18年提升能力：Anbrtmsh 33016106.92c什fu.^+oixl/a1.2提升能力富裕参数:Anaf470431.57An3002)动力学计算①初加速阶段Fog(KQmpHt)ma°=9.81X(1.15X

Fo Fo2mph°g=42957-2X2.234X2.81X9.81=42834N②主加速阶段Fi Fomaiao=42834+19159.5^(0.7-0.4=48582NFi Fi2mphig=48582-2X2.234X17.3X9.81=47824N③等速阶段F2F1ma1=47824-19159.5*0.7=34412NF2 F22mph2g=344122X2.234X282.1X9.81=22047N④减速阶段F3 F2ma3=22047-19159.5*0.7=8635NF3' F32叫呦=8635-2*2.234X18.72X9.81=7815N⑤爬行阶段F4 F3ma3=7815+19159.5*0.7=21226NF4 F42mph4g=21226-2*2.234X2.25*9.81=21128N将以上计算结果作出提升力图如图 6-1-2所示电动机功率验算1）按电动机允许发热验算：①求:F2dtT2F2dt01221221(F。 F0 )t。 (F1 F1 )t1 (F2 F2F2 F2 )t2312尹32122F3')t32(F4 F4)t4

12212212(42957 42834)3.75 (48582 47824)5.21 —(34412 344122 2 3212212222047 22047)54.84 (8635 7815)6.63 (21226 21128)4.5226.5861010等效时间TOC\o"1-5"\h\z1 1Td (t0t1t3t4)t22 3=1x(.75+5.21+6.63+4.5)+54.84+X8=67.55s2 3等效力Fd=TFd=TF2dt06.586101067.55=31226N等效功率p=KFdV1.1312265.14d1000j10000.85=207.88kW<250kW前面预选的电机额定功率为：Pe=250kW，所以：Pe>Pd电机允许发热满足要求。2）按正常运行时电机过电荷能力验算：力图中最大拖动力：Fmax=48582N电动机额定拖动力：Fe=1000Nem=1000X250X0.85/5.14=41307(N)则电动机过负载：0.38 0.8故满足要求Fmax 485820.38 0.8故满足要求Fe 2.24413073）特殊力的校验当打开离合器后，调绳作单钩提升时：Ft=1.1(Qz+PkHc)g=1.1X(2500+2.234X334)X9.81=35029N特殊力作用下电动机过负荷系数的校验入'二Ft/Fe=35029/41307=0.848入’<0.9启0.9X2.24=2.016故所选用的电动机是能够满足运转中的实际需要。电控及信号设备电控采用TKD-PC-02-2286I/P型交流电控设备，提升信号设备采用KXT19型矿用多功能提升信号系统。起重设备提升机房内设起重梁，起重能力5t。二、副井提升设备提升方式芦沟矿矿井年产量0.30Mt/a,副井提升方式为双罐笼提升，经计算选用2JK-2.51.5-20型双滚筒提升机，滚筒直径2.5m滚筒宽度1.5m,减速比i=20;配套电机选用YR400-54-8型电机，电机容量220kW,电压6kV。采用1t罐笼，1t固定式矿车。副井提升担负全矿的提矸、下放设备、材料及升降人员等任务。提升设备选型：1.设计计算条件(1)井筒深度： Hs=329.7m;

年提升量：矸石24kt/a，材料15kt/a，掘进煤15kt/a,还担负升降人员的任务，最大班下井人数为103人；最大件：水泵电机重3350kg最大不可拆卸件外形尺寸约为2000mmX980mmX1200mm长x宽x高)。提升方式：双罐笼提升；提升容器：设计最大提升速度Vm=4.80m/s，提升容器采用对it矿车单绳普通罐笼。罐笼自重2499kg(含抓捕器)，乘人数10人；罐笼净宽1010mm,可以满足升降水泵电机等大件设备的要求，下放大件的自制平板车重量为350kg升降水泵电机时另一侧需加临时配重2410kg(—辆满载的矸石车)，矿车自重Qk=592kg载煤1000kg,载矸1700kg矿井工作制度：年工作日br=330天,每天净提升工作时间t=16h。2•副井作业平衡表经济提升速度Vm‘=0.4/H；7.24取4.8m/s式中Ht二Hs=329.7m—次提升循环时间估算(Vm(VmHtVm式中 a—提升正常加速度，取a=0.6m/s2；卩一容器起动初加速及爬行段延续的时间，取卩=6s；

B—提升容器在每次提升后的休止时间，提矸取Bg=12s,提人取(R=25So则：Txg企329.7(0.64.8612) 则：Txg企329.7(0.64.8612) 94.69(s)TXR（鴛329.74.825)107.69(s)（3）—次提升量Qg‘=CAnT=3600tbrQg‘=CAnT=3600tbr1.2(240001500015000)94.69032述)360033016选用1t单层罐笼、1t矿车可以满足生产需用。（4）最大班作业时间根据《设计规范》规定提升容器在提升终了后的休止时间为材料平板车0=40s，设备器材B=60s，炸药、雷管取4min则：Tx材料==122.69sTx设备=142.69Tx炸药=322.69s最大班作业时间平衡表 表6-1-1序号名称母班提升量单位每次提升量每班提升次数每次提升时间（秒）不均衡系数每班提升时间（秒）1掘进煤22.7吨12394.691.252722.272矸36.4吨1.72294.691.252603.93下降人员103r人：1011107.691184.564提升人员50人105107.69538.445升降管理人员1107.69107.696炸药雷管1车11322.69322.697支架材料22.7车123122.692821.818设备2车12142.69285.389保健车1车11122.69122.6910其它3车13122.69368.0611合计11077.483.08小时最大班工人下井时间为19.74分，最大班净作业时间3.08小时，基本满足设计规范要求。3•提升钢丝绳选择绳端荷重(以提矸计)QgQQkQg170059224994791kg式中Q—每次提矸量，1700kgQk—矿车自重，592kg；Qg—罐笼自重，2499kg。井架高度Hj二Hr+Hg+0.75R=4+8+0.75X1.25=12.94(m),取15m。式中Hj—井架高度；Hr—容器的全高，4m;Hg—过卷高度，8m;Rt—天轮半径，1.25m。⑶钢丝绳的悬垂长度Hc二Hj+Hs=15+329.7=344.7(m)(4)钢丝绳单位重量Qdg4791 ，m'p 11亠Hcm2.23kg/m1.117000344.77.5式中m‘卩一钢丝绳单位质量，kg/m;cB—钢丝绳公称抗拉强度，1700kg/cm2;m—安全规程规定的安全系数，7.5

(5)选取标准钢丝绳根据计算选取Pk值相近的钢丝绳，选取6^(30)-①2.0-170三角股钢丝绳，Pk=3.044kg/m,钢丝绳直径dk=28mm,单股钢丝直径S=2.0mm,钢丝绳总的破断力Qq=52250kg。验算安全系数mg=QzPmg=QzPkHc522504791 3.044344.78.95>7.5mr=mr=14.32>9(10702499) 3.044344.7所选钢丝绳符合《煤矿安全规程》的要求。提升设备选择(1)滚筒直径Dg‘>80d=80x28=2240(mm)Dg'>12008=1200x2.0=2400(mm)⑵钢丝绳最大静张力：Fjmax(QdRHJg(47913.044344.7)9.8157293.02N57.29(kN)钢丝绳最大静张力差：Fcmax(Q RH小(22923.044344.7)9.8132777.83N32.78(kN)确定减速器传动比；取i20。选用2JK-2.5X1.5-20型提升机，其性能参数如下：滚筒直径2500mm,滚筒宽度1500mm,最大静张力90kN,最大静张力差55kN,减速比i=20

验算滚筒宽度根据煤矿安全规程要求副立井提升时滚筒缠绕钢丝绳层数为层，验算滚筒宽度:HlB，=HlB，=(2^2^ 3)(dDg(329.730(3.142.53)(282)=1464.65(mm)<1500(mm)式中Lm—钢丝绳试验长度，取Lm=30mDg—初选提升机滚筒直径(m),Dg=2.0m;3—滚筒上钢丝绳摩擦圈数；d—所选提升钢丝绳直径(mm),d=28mm;£—滚筒上所缠绕钢丝绳间距(mm),取£=2mm满足安全规程及规范要求。(6)选择天轮Dt>80d=80X28=2240(mm)Dt>12008=1200X2.0=2400(mm)选用TSG—2500/矿井上固定天轮，变位重量550kg直径Dt=2500mm。提升机与井筒的相对位置确定计算井架高度Hj=Hr+Hg+0.75Rt=4+8+0.75X(2.5-2)=12.94(m)取15m。滚筒中心至井筒中的提升中心线间的水平距离 Ls

Lsmin>0.6Hj+3.5+D=0.6X15+3.5+2.5=15(m)取Ls=32m。计算钢丝绳的弦长Lx=(HjCo)2(LsD2t)2=L(150.65)2(32；5)2=33.93(m)上式中Co取0.65m钢丝绳的内、外偏角a.最大外偏角(按缠满滚筒计算)1500a1=arctg1500a1=arctg=arctg1530130228233930=1.2°=1.2°V1°30‘b.内偏角saasaa2=arctg^-B(讨3)(d)Lx=arctg arctg 器2303)(282)33930=1.11°<1°300内、外偏角均小于1030，故满足《规程》要求。提升机钢丝绳仰角下绳仰角：tg1HjCsintg1HjCsinLsLstg115 .5322.52sin2.52上绳仰角:tan1tg115 .5322.52sin2.52上绳仰角:tan1LC°D根据以上计算,322/(150.65"25115

tan——32234.92° 15o0.65)225.3000钢丝绳的内、外偏角及上出绳仰角均符合设计规范要求。提升系统如图6-1-3所示。提升机与井筒的相对位置图图6-1-3副井提升机与井筒相对位置图=1.2=1.2°2=1.11(=32.92° Lx=33.93mLs=32mHj=15m C°=0.65m选择提升电动机(1)估算电动机功率kQVm102j1.222921.222924.81020.85X14=213.18(kW)式中Vm—提升机的标准速度，取Vm=4.8m/s；k—矿井阻力系数，罐笼提升k=1.2；Q——次提升货载重力kg,Q=4192kg—动负荷影响系数：取1.4;j—减速器传使动效率，双级传动 j=0.85。(2)电机转速n=60V^=6LJ^733.76/.Dg3.142.5 'mm可选用YR400-52-8型电机。电机容量220kW,电压6kV，转速为737rpm,转子转动惯量16.5kg?m，功率因数0.78,最大转矩/额定转矩为2.3。提升机的实际速度:VmDgn60iVmDgn60i3.142.573760204.82(m/s)提升系统的变位质量计算(1)直线运动部分的变位质量QlQQkQzRLp=1700+592+2499+3.044X436.1仁9945.03(kg)

1LpHeLx303Dg：Dt其中 21344.733.933033.142.5—3.142.52提升机变位重量mj=12340(kg)天轮的变位重量mt=5502=1100(kg)电动机转子系统的变位重量22GD?i16.5202 ““,md 2 2 1056kgDg 25系统总变位质量M=QL+mt+mj+md=9945.03+1100+12340+1056=24441.03(kg)速度图及各参数确定各阶段速度与加速度的确定a、 正常加速度a)=0.6m/s2;b、 主速度V=4.82m/s，正常减速度：as=0.7m/s2;c、 爬行距离h4=3m,爬行速度V4=0.5m/s；末减速度：速度图各参数计算a正常加速阶段正常加速时间：436.11(m)a5=0.3m/s2。V436.11(m)a5=0.3m/s2。V=^=8.04(s)a0.6h1W4・82&0419.37mb、爬行阶段爬行阶段行程：h4=3m 爬行速度： v4=0.5m/s爬行时间：t4=h±=3 6(s)V4 0.5c、正常减速阶段正常减速时间：t3VV4=4.82-0.5=7.20(s)a3 0.6正常减速距离：, Vt3 4.827.20h3 3 19.16m22d、制动停车阶段制动时间：V4 0.5t5 4 1.67(s)a5 0.3制动距离：1 1h5 V4t5 0.51.670.42(m)2 2e、等速阶段等速运行距离:h2Ht=329.7h1hah4hs19.3719.1630.42=287.75(m)等速阶段时间：丄 h2287.75厂ccc/、t2 2 59.68(s)V 4.82(3)—次提升循环时间Tt1t2t3t4t5=8.04+59.68+7.20+6+1.67+12=94.59(s)提升系统动力学计算(1)提升开始时F1g(KQPkHt) Ma19.81(1.222923.044329.7)24441.030.650367.2(N)加速终了时F1F12Pkh1g50367.223.04419.379.8149210.36(N)等速开始时F2F1' Ma149210.3624441.030.634545.74(N)等速终了时F2F2Pkh2g34545.743.044287.759.8117360.27(N)减速开始时F3F2 Ma317360.2724441.030.62695.65(N)减速终了时IF3'F3Pkh3g2695.653.04419.169.811551.25(N)爬行开始时F4F3 Ma31551.2524441.030.616215.87(N)爬行终了时F4F4 2Pkh4g16215.8723.04439.8116036.70(N)制动停车阶段，F5和F5‘系机械闸制动，电动机切断电源,不输出力矩，且时间很短，可以忽略不计。绘制速度图力图由以上参数画出提升速度图力图，如图 6-1-4所示。图6-1-4副井提升速度图与力图F1=50367.20N F/1=49210.36NF2=34545.74N F/2=17360.27NF3=2695.65N F/3=1551.25N F4= 16215.87NF4'=16036.70N

电动机功率校验(1)按温升条件校验等效力计算:F2ttiFjFit2F22F2F2F22t3F32F,24(50367.20 49210.362)8.042(34545.742 34545.7417360.27 17360.272)59.682 2(2695.652 1551.252)7.226.3191010(N?s)(16215.87216036.702)6等效时间Txt3tTxt3t2丄(8.047.206)59.6821274.30s等效力:6.319101073.9529161N6.319101073.9529161N等效功率:dx1000牡上1.110000.85181.94kW220kW式中：K‘一电动机容量的备用系数，取K'=1.1故所选的电动机容量是合适的(2)按电动机过载负荷条件校验max50367.22.338787max50367.22.3387870.565 0.8式中 入一电动机最大转矩与额定转矩之比值，2=2.3Fmax—在力图上的最大力，50367.2NFe—电动机额定力，Fe—电动机额定力，Fe1000NeV10002200.854.8238787(N)根据上述计算，所选电动机合适电控及信号设备电控设备采用TKD-PC-02-1286I/P型交流电控设备，提升信号设备采用KXT19型矿用立井多功能提升信号系统。起重设备提升机房内设起重梁，起重能力10t。第二节通风设备一、验算依据1、 整个矿井的通风参数如下：矿井所需总风量 44n3/s矿井所需的负压 容易时期负压862.52Pa困难时期负压1257.87Pa2、 矿方已有风机型号、参数如下：矿方已有FBCDZ-6-Ml6型对旋轴流式通风机两台。其中一台使用，一台备用，通风机主要技术参数如下：风量范围：28.3〜62.8m3/s风压范围：702〜2650Pa配套电机型号：YBF315S-6功率：275kW转速：980rpm二、通风设备参数核算㈠通风机须产生的风量和全压1、 通风机须产生的风量为：Qf=KQt=1.1544=50.6m3/s2、 通风机的全压为：取风硐等附加阻力损失Vh为150Pa,风机出口动压损失ha为150Pa自然风压hz为0,贝心通风容易时期 HminhminVhhzha=862.52+150-0+150=1162.52Pa通风困难时期 HmaxhmaxVhhzha=1257.87+150+0+150=1557.87Pa根据计算得到的通风机须产生的风量以及通风容易时期和困难时期的风压，选用矿方已有的FBCDZ-6-M16型对旋轴流式通风机两台。其中一台使用，一台备用。㈡通风机的工况点校核1、计算矿井通风网路阻力系数R根据H根据H=RQ2 得至U R=H/Q2则通风容易时网路阻力系数Ri1162.5250.6Ri1162.5250.620.454通风困难时网路阻力系数R2兰0.60850.62(2)网路特性曲线根据H=RQ2，利用描点法将矿井通风容易时期及通风困难时期通风网路特性曲线分别描绘在FBCDZ-6-M16型风机特性曲线上，可得通风机的工况参数见表6-3-2。通风机特性曲线如图6-2-1所示。图中Mi即为通风容易时期工况点，M2即为通风困难时期工况点。表6-3-2通风机工况参数表时期Q/(mis-1)H/PaN/kW/%通风容易时期50.61162.5285.870.685通风困难时期50.61557.87104.40.755㈢电动机选择1.计算通风机轴功率通风容易时期： 2二QfH/10001=50.6 1162.52/10000.685=85.87(kW)通风困难时期： N2=QfH2/10002=50.6 1557.87/10000.755=104.4(kW)2.选择电动机因N1>0.6N2,在两个时期内可同用一台电机，电机功率为：Nd=1.1N2/l=1.1 104.4/0.95=120.88kW根据以上计算得出的Nd,矿方已有YBFe315S-6型电机能满足要求，功率为275kW,转速为980rpm三、反风措施根据所选风机的性能，本矿井通风系统采用风机反转反风，不需要建设反风道。通风系统采用手摇小绞车和插板式立闸门， 配合主通风机反转反风，利用主通风机压力实现风流自主