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

1、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、坡度及效劳年限。巷道设计总长度842.72m，含有11个交岔点。巷道设计为平巷。效劳年限：同矿井效劳年限，设计44.2年。第二节 编写依据第二章 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0.6Mt/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

2、贯穿，副井正在进行永久提升系统安装，预计2021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14.86m。底部为五煤及深灰色粉砂岩、泥岩。本

3、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77.07m。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106.34m。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

4、、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根本构造形态。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0-50m，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。

5、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63.75m。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34.5650.16m，降深122.08137.53m，涌水量0.0980.303L/s，单位涌水量为0.00080.0022 L /sm，渗透系数0.00100.0050 m /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

6、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01.05 ml/g，瓦斯平均含量0.0080.32 ml/g。井田瓦斯气成分分析结果说明，瓦斯成份主要为N2、CO2、少量CH4和，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

7、层自燃倾向：据钻孔煤芯样自燃趋势测试结果，煤吸氧量在0.40.67cm3/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2.342.89/100m，平均地温梯度2.58/100m，在井深52.5m处为16.4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 巷道布置+350m水平井底车场全长842.72m,十一个交岔点，永久避难硐室+350m水平井底车场按2-2断面施工，只编写贯穿措施，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； 支护设计一、巷道断面施工断面宽度m高度m断面积m2净荒净荒净荒

8、1-15.25.54.14.2517.320.02-24.04.33.53.6511.413.73-33.23.443.13.228.89.84-44.85.13.94.0516.217.8表3-1 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。吊环的方向要具有可调性。每次爆破后，首先进行敲帮问顶，作业人员站在

9、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：3-3断面锚杆采用222000mm高强树脂锚杆，1-1/2-2/4-4断面锚杆采用22

10、2500mm高强树脂锚杆。1-1/2-2/3-3/4-4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6.0mm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1-1断面均采用17.87300的钢绞线加工制作，2-2/3-3/4-4断面采用17.86300的钢绞线加工制作，每孔装一支MSK2360和两支M

11、SZ2360型树脂药卷锚固，锚固力不少于100KN，锚索排距2000mm，锚索间距：1-1/4-4断面1.75m，2-2断面1.5，3-3断面1.2m。每排设置3根。4、喷射砼使用河砂和粒度5-10mm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工作面前方无浮矸、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1.1m，且排列成一条直线。标志牌要标明物料配件的名

12、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； 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，确认平安后铺设金属网，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

13、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，直至锚杆到达设计深度，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

14、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30-50mm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MQCT-85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

15、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，直至锚索到达设计深度。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

16、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0.81.0m为宜。喷射时，喷浆机的供风压力在0.4MPa，水压应比风压高0.1MPa左右，加水量凭射手的经验加

17、以控制，最适宜的水灰比是0.40.5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，否那么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

18、，喷射手应紧握喷头并将喷口朝下。支护材料每米用量 表3-6 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kg1-1断面17.51.539.558.922-2断面13.751.53249.383-3断面12.51.529.543.024-4断面16.251.53755.74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

19、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，防止摆动造成炮眼歪斜。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， = 1 * ROMAN I段毫秒延期电雷管，最后一段延期时间不超过130毫秒煤矿平安许用二级炸药。二、装药结构正向装药图：图4-1 正向装药布置图三、起爆方式起爆使用MFB-200型发爆器。1-1、2-2、3-3、4-4断面采用一次装药，一次爆破。联线方式为串联联

20、线。 附丁家梁煤矿+350m水平井底车场施1-1、2-2、3-3、4-4炮眼布置图及断面爆破说明书。图4-2 1-1断面炮眼布置图炮 眼 名 称掏槽眼辅助眼周边眼底 眼合计1675051878898眼 深m2.22.02.02.0眼 距m0.600.500.300.55装药量眼 数644371198每孔装药量(kg)0.90.60.30.4总装药量(kg)5.426.411.44.447.6角度水平 度809089809089竖直度90909088起爆次序全断面一次起爆1675051878898起爆顺序IIIIVV封泥长度m0.50.50.50.5联线方式串联串联串联串联备 注序号名称单位数量

21、序号名称单位数量1炮眼长度m2.06每循环炸药用量kg47.62炮眼利用率%807单位原岩炸药用量Kg/m31.493每循环进尺m1.68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/m33.065每循环炮眼长度m197.210图4-3 2-2断面炮眼布置图炮 眼 名 称掏槽眼辅助眼周边眼底 眼合计1673536666775眼 深m2.22.02.02.0眼 距m0.600.500.300.55装药量眼 数62931975每孔装药量(kg)0.90.60.30.4总装药量(kg)5.417.49.33.635.7角度水平 度809089809089竖直度90909088

22、起爆次序全断面一次起爆1673536666775起爆顺序IIIIVV封泥长度m0.50.50.50.5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m2.06每循环炸药用量kg35.72炮眼利用率%807单位原岩炸药用量Kg/m31.633每循环进尺m1.68每循环雷管用量个754每循环爆破实体岩石m321.929单位原岩雷管用量个/m33.425每循环炮眼长度m151.210图4-4 3-3断面炮眼布置图炮 眼 名 称掏槽眼辅助眼周边眼底 眼合计1672021464653眼 深m2.22.02.02.0眼 距m0.600.500.300.55装药量眼 数614267

23、53每孔装药量(kg)0.90.60.30.4总装药量(kg)5.48.47.82.824.4角度水平 度779089779089竖直度90909088起爆次序全断面一次起爆1672021464653起爆顺序IIIIVV封泥长度m0.50.50.50.5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m2.06每循环炸药用量kg24.42炮眼利用率%807单位原岩炸药用量Kg/m31.563每循环进尺m1.68每循环雷管用量个534每循环爆破实体岩石m315.689单位原岩雷管用量个/m33.385每循环炮眼长度m107.210图4-5 4-4断面炮眼布置图炮 眼 名

24、称掏槽眼辅助眼周边眼底 眼合计1675051858696眼 深m2.22.02.02.0眼 距m0.500.500.300.50装药量眼 数644351196每孔装药量(kg)0.90.60.30.4总装药量(kg)5.426.410.54.446.7角度水平 度809089809089竖直度90909088起爆次序全断面一次起爆1675051858696起爆顺序IIIIVV封泥长度m0.50.50.50.5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m2.06每循环炸药用量kg46.72炮眼利用率%807单位原岩炸药用量Kg/m31.643每循环进尺m1.68每循

25、环雷管用量个964每循环爆破实体岩石m328.489单位原岩雷管用量个/m33.375每循环炮眼长度m193.210第四节 装、运岩(煤)方式工作面采用采用P-60B型耙斗式装岩机装矸，配1.5t固定车箱式矿车MG1.7-6A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ZL-50B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、

26、风筒等均应吊挂牢固整齐。电缆钩每隔1.5m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1200*150*150。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

27、好道夹板，调直道轨后用道钉压好，再按中腰线校正轨道。表4-9 临时轨道铺设标准保证工程检验工程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。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。检验工程设计值标准规定合格优良-3-+5-2-+3两轨面上下值小于等于5小于等于3接头平整度小于等于2小于等于1接头方式、轨距对接错距小于等于60小于等于40错接错距轨长的1/31/4扣件钉质量主线：浮离量大于2的小于等于10%小于等于5%允许偏差工程检验工程允许偏差中心位置-50-+50双轨间距直线020，曲线025坡度-1度-+1度轨面标高主线-30-

28、+30，一般-50-+50轨面前后上下主要小于等于10，一般小于等于15方向小于等于12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1.8m。每个队劳动组织如下表表5-1 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1掘进支护班组打眼工12按“三八制，配备两个班点眼工4放炮员4扒装机司机2运输工4机电维修工2班长2小计302喷浆成巷班组

29、喷浆机司机1按“三八制，配备一个班喷浆手1照灯辅助工1拌料上料工6运输工2班组长1小计12合计42按出勤人数统计表5-2 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机电队队长1262机电维修工63电 工34提升机司机75泵 工46充电工47设备管理员18运搬队队 长1229井上下信号工710井上下把钩工711搅拌机司机312电机车司机413通风队队长技术员22514通风工415瓦检员1616平安监测工3合 计 =SUM(ABOVE) 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

30、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5-3 技 术 经 济 指 标 表序号工程单位指标备注1在册人数人422出勤人数人403出勤率%954循环进尺米3.65效率米/工0.096月循环次数次267月进度米938循环率%869锚杆消耗根/米17.510锚索消耗根/米1.511钢筋网消耗Kg /m58.9212炸药消耗量Kg/米47.613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、2JK-3.51.7/15.5型提升机，配

31、备双钩提升1.5t双层二车临时罐笼，每部罐笼设1套KF-122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、出车侧设阻车器和平安门；设一套平安梯，JZA-5/1000凿井绞车悬吊。提升设施技术参数一览表序号提升机型号2JK-3.51.7/15.5最大静张力(kN)167最大静张力差(kN)113提升速度(m/s)6.85m/s电动机功率kW1000 滚筒个数2滚筒直径m3.5滚筒宽度m1.7罐笼轻型合金钢单层二车1.5t、自重3500kg

32、、轨距600mm提升天轮3.0m矿车MG1.7-6A自重718kg提升钢丝绳187-38-1870；5.63kg/m；885kN钢丝绳平安系数7.71/10.13提升机强度验算1 最大静张力校验最大提升载荷 QZ QZ = QG+QK+Q+PSBHOgQG- 罐笼荷重： 1.5t单层二车包括抓捕器 35009.81=34335NQK矿车荷重： 27189.81=14087NQ 矸石荷重： 21.716000.99.81=48030NPSBHOg钢丝绳重： 5.639209.81=50816NQZ = QG + QK +Q+ PSBHO =34335+14087+48030+50816=1472

33、68N=147KN167 kN 147 kN 满足规程要求提人时最大提升载荷QZR QZR = QG+QR+PSBHOgQG - 罐笼荷重： 1.5t单层二车包括抓捕器 35009.81=34335NQR人重 80/人: 34809.81 =26683NPSBHOg钢丝绳重： 5.639209.81=50816NQZR =QG+QR+ PSBHOg=34335+26683+50816=111834N=112KN167KN112KN 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Fjc=11500kg =113KN实际提升需用张力差FJ：FJCFJ=Q+ QK + PSBHOg=(21.7

34、16000.92718+5.63904)9.811000=112KNFJCFJ 满足规程要求 钢丝绳平安系数校验提升钢丝绳187-38-1870钢丝破断拉力总和：1135KN提矸时平安系数为m=1135/147=7.717.717.5 满足规程要求提人时平安系数m=1135/112=10.1310.139 满足规程要求 电动机功率验算P=KQVMB/1000其中 K: 矿井阻力系数，K=1.151.2，取1.2 Q：提升物料荷重，Q=21.716000.9=4896kg VMB：提升机最大速度，VMB=6.85m/s :动力系数，罐笼提升时=1.3 :传动效率，取0.85P=KQVMB/102

35、=1.221.716000.96.851.3/(1020.85) =603kW实际配备1000kw电机:1000kW603kW 满足规程要求 提升能力计算 加减速度取0.5m/s2，休止时间取t4=90s加减速度时间 t1， t3t1= t3=VM/a=6.85/0.5=13.7s 加减速段运行距离H1= H3=0.5VMt1=0.56.8513.7=46.9 m匀速段运行时间t2=h/VM=894-246.9/6.85 =116.8s那么一次提升循环时间T=t1+t2+t3+t4=13.7+116.8+13.7+90=234.2s 提升能力为：AT 3600Z0.9VchAT= KTVch

36、矿车容积，1.7m30.9装满系数；Z 一次提升矿车数,2;K 提升不均匀系数，K=1.151.25 取1.2;T 一次提升循环时间(秒),经计算取234.2秒;360020.91.7AT=1.2234.2=39.2m3/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3.5m，平均作业断面17m2计算，那么24小时产矸总量为：A= 43.5171.8=428.4m31.8松散系数那么每天提升时间为：428.439.2=11小时满足生产要求。 钢丝绳罐道选择计算?煤矿井巷工程施工标准?规定罐道绳每百米的张紧力不得小于10kN，?煤矿平安规程?规定设四根罐道绳时，每根罐道绳最小

37、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Fxmin：Fxmin10H0H0-钢丝绳罐道最大悬垂高度：894+15+28=937m。 Fxmin=10937100=93.7KN2按最小刚性系数计算钢丝绳罐道下端的最小张力F xmin Fxmin = lnKmin-最小刚性系数现取500 N/mL0-钢丝绳极限悬垂长度mL- L= H0 B-钢丝绳抗拉强度 选1770MPa-钢丝绳容重89009300 kg /m3 取9300 kg /m3ma-钢丝绳平安系数罐道绳 ma6L0= 1770106L0= 693009.81=3233Fxmin=

38、98223N=10023Kg=98.2KN从Fxmin与 Fxmin中选取张紧力最大者Fxmin=FX=98.2KN计算钢丝绳单位长度重量PSPS=4.34 kg /m选187-36-1770钢丝绳： 5.05 kg /m，钢丝绳最小破断拉力总和965KN。?煤矿平安规程?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Fxmax=114.2KN，详见计算如下：设外侧罐道绳n4=98.2KN 罐道绳张紧力之差为F，那么有n3=98.2+F 内侧：n2=98.2+2F n1=98.2+3F故： 即 求得

39、：F=5.32KN四根罐道绳的张紧力为：内侧：G1为 98.2+3F=98.2+35.32=114.2KN G2为 98.2+2F=98.2+25.32=108.9KN外侧：G3为 98.2+F=98.2+5.32=103.5KN G4为 98.2KN同理另一罐笼罐道绳张紧力G5、G6、G7、G8分别为： 114.2KN、108.9KN、103.5KN、98.2KN；罐道张紧装置为双缸，活塞直径90mm，根据公式P=有：P1、5=13.13 MPa P2、6=12.70 MPaP3、7=12.26 MPaP4、8=11.83 MPa故计算出各绳的液压值分别为：G1、G5为13.13MPa；G2

40、、G6为12.70MPa； G3、G7为12.26MPa；G4、G8为11.83MPa；编号标识详见井筒平面布置图。2.4钢丝绳平安系数校核m=Qd -所选钢丝绳所有钢丝破断力总和。选187-36-1770钢丝绳 Qd =965Fxmax-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5.05 kg /mm=6.016.016 满足规程要求选187-36-1770钢丝绳满足两种要求。 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ZmaxZmax=z=9.816/r1m/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96452 NQz= QGQkQ=34335+

41、14087+48030=96452NQG最小终端载荷3500 kg=34.3KNr=96452/34335=2.8091z=9.816/r1 m/s2=9.816/2.80911=11.14 m/s2最大动载荷Zmax=123586N2钢丝绳平安系数选187-34-1770钢丝绳做防坠绳，钢丝破断力总和861769N， 钢丝绳单位长度重量PSB=4.79kg/m平安系数ma= Qd /(Zmax+PSBH0g=861769/123586+4.799379.81=5.145.143 满足规程要求 绞车液压值计算1最大油压值确实定FJc=113KN=113000NPX:贴闸油压 PXPm:最大油压

42、 PmPf为综合阻力，包括蝶形弹簧阻力、制动状态的残压等,一般取Pf=2.1MPaA: 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 K=3m:整个提升机系统的变位质量39400kgG:整个提升机重量75000kg那么最大油压值：Pm=3.3+2.1=5.4MPa2一级制动油压确实定P1级=23.3=6.6-2.25=4.35 MP第二节 通风系统目前主、副、风井已贯穿，建设单位在风井井口安装临时通风机型号BD-6,风量65-26m3/s，风压800-2000Pa，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

43、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：Q1=100kq掘=1000.51.5=75m3/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0.5m3/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1.5；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1.8m, 按每立方岩消耗炸药1.0kg计算，全断面一次爆破耗用炸药量36kg3。

44、S-巷道净断面积，取断面17.3m2； L-炮烟稀释到平安浓度以下的平安距离，取434m；L=0.1kbCpSL=0.114036/0.0217.3=434mk-紊流系数，取1；b-每公斤炸药生成的当量CO量，取40；Cp-通风到达的允许浓度，取0.02；t-放炮后排烟时间，取30min,即1800s；p-风筒的风量比，取1.42；按工作面同时工作最多人数计算：Q3=4n=430=120m3/min式中：n-每班最多出勤人数，30人。风速验算按?煤矿平安规程?第101条规定掘进工作面风速应符合以下条件：0.1560SQ460S式中：Q工作面所需风量Q1 、Q2 、Q3取大值，4.35m3/s2

45、61m3/min；S掘进巷道净断面积，取17.3m2；Q=261m3/min46017.3=4152m3/minQ=261m3/min0.156017.3=15.7m3/min因此Q应取261m3/min4.35m3/s2局部通风机选型压入式通风局部通风机吸风量计算Qm=pQ=1.42261=370m3/min=6.2m3/sQm局扇吸风量，m3/min；P风筒进出风量比,取1.45；Q工作面实际需风量，261m3/min4.35m3/s；通风最大风阻计算Rm=6.5L/D5=6.50.0035650/0.75=88pa.s2.m8R=Rm =1.288=106N.s2.m8R局部通风机总通风

46、风阻，N.s2.m8Rm沿程摩擦风阻， N.s2.m8摩擦力系数，取0.0040L风筒长度，m。取L=650m。D风筒直径，m。取d=0.7m。风阻系数，取1.23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h=R*Q*Qm=1064.356.2=2858pah局扇风压，pa；R风筒总风阻值，106N.s2/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Qm=370m3/min,H=2858pa，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FBD-6.3/222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。

47、当通风距离较短时配用直径600mm胶质风筒。表6-1 FBD6.3/222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dBFBD6.3/222222335-5501000-49008025 附：FBD6.3/222性能曲线第三节 压风系统风井临时压风系统效劳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6-2 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YT-283.5120.833.6喷浆机ZVII840.516风泵BQF-50/25

48、440.58合计57.6一、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DLG-250、一台DLG-132压风机，总供风量100m3/min，满足二期施工最大用风量57.6m3/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

49、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 平安监控系统矿井装备一套KJ-76N型煤矿平安监测监控系统，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。平安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

50、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1.0%CH4，断电浓度为1.5%CH4，复电浓度为1.0%CH4，断电范围为掘进巷道内全部

51、非本质平安型电器设备。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1.0%CH4，断电浓度为1.0%CH4，复电浓度为小于1.0%CH4。断电范围为掘进巷道内全部非本质平安型电器设备。4回风流中机电设备硐室的进风侧，其报警浓度为0.5%CH4，断电浓度为0.5%CH4，复电浓度为小于0.5%CH4。5掘进监控系统的安装、使用和维护必须符合?煤矿平安规程?及?煤矿平安监控系统通用技术要求?AQ6201-2006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

52、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MYJV42-395 10kV电缆，一趟接地面临时变电所KS11-630/10/1.14变压器，给MD50泵供电，另一趟接KS11-630/10/1.14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，KBSGZY2-T-800/6变压

53、器2台水泵、普掘工作面、调度绞车等、KBSGZY2-T-400/6变压器2台风机专用备用、KBSGZY2-T-500/6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MYJV42-395 10kV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效劳期间为临时泵房、临时局扇群、工作面供电，依据此工作负载计算供电电缆。表6-3 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5

54、0030.751407小计15001407二、工作面喷浆机5.580.422潜水泵7.54138耙装机4540.8180风机30241300其他100100小计649709总计21492116注：功率因数COS取0.8一条电缆的运行电流为； I=21163 6=204A按经济电流密度校验电缆截面A：A=IIJ其中：A 电缆截面mm I 电缆运行电流 IJ 经济电流密度 IJ =2.25A=IIJ=2042.25 =91 mm2选用两条MYJV42395 10kV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

55、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 MD50-8012水泵、1个5 m3水箱，另井底水窝内安装三台BQW45-22-7.5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MYJV42-395电缆为排水泵供电。马头门临时排水系统效劳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85 m3/h，工作泵备用泵同时启动排水能力为170 m3/h；井筒敷设2趟159mm无缝钢管做排水

56、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6-4 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BQW45-22-7.5450257.5660第九节 运输系统工作面采用采用P-60B型耙斗式装岩机装矸，配1.5t固定车箱式矿车MG1.7-6A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

57、矸石通过前倾式翻车机翻矸落入地面矸石煤仓，经ZL-50B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KXBT-S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ZBZ-4.0/0.69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 。随着工程进度，工程部能够保证距掘进工作面3050m范围内安设 ，掘进工作面的巷道长度大于1000m时，在巷道中部应安设 。附图八：丁家梁矿井+350m水平井底车场通风、监

58、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节 灾害预防一、灾害预防1、防治瓦斯的措施1严格执行瓦斯检查制度，瓦斯检查员每班至少两次到迎头检查瓦斯，并及时了解工作面有害气体状况，爆破工要做到一炮三检并记录好，班长利用便携式瓦斯检测报警仪检查瓦斯浓度，坚决做到瓦斯超限不作业。便携式瓦斯检测报警仪悬挂在迎头外5m处的地点。2掘进工作面爆破地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度到达1%时，严禁爆破。掘进工作面风流中瓦斯浓度到达1.5时，必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理；电动机或开关地点附近20m以内风流中瓦斯浓度到达1.5 时，必

59、须停止运转，撤出人员，切断电源，进行处理。掘进工作面内，体积大于0.5m内积聚的瓦斯浓度到达2时，附近20m内，必须停止工作，撤出人员，切断电源进行处理。3对发生高冒地点，要安装三通阀门，接风管，采取充填或导风措施，防止有害气体积聚，并将处理结果记入专用记录本中备查。4局部通风机要使用风电闭锁装置。停风时，能切断通向巷道内的一切非本安电源。2、防止自然发火的措施1掘进巷道严禁堆积浮煤，积尘要及时去除。2凡发生冒高超过2m或空洞体积超过6m的情况要及时填实或设导风板，防止积聚热量发火，并将处理结果记录备查。3健全完善防火管路系统与防尘共用，管好用好本巷道防火管路，装备及设施。二、避灾路线假设迎头

60、发生水、火、瓦斯、煤尘等灾害时，施工人员应按如下路线进行撤离并熟悉各避灾路线：避水灾路线：当施工地点遇到水灾时，人员应该向标高高的巷道避灾，具体避水灾路线如下：迎头+350m水平井底车场中央回风井井筒地面避火灾、瓦斯、煤尘灾害路线：当施工地点遇到火灾、瓦斯、煤尘灾害时，人员应该就近向新鲜风流的巷道避灾，严禁跨越火区。具体避火灾、瓦斯、煤尘路线如下：迎头井底车场副井井筒地面附图十：丁家梁煤矿+350m水平井底车场避灾线路示意图；第二节 应急救援预案一、应急组织应急救援组织体系由应急救援指挥办公室、应急救援下设技术专家组、抢险救灾组、医疗救护组、物质供给组、治安保卫组、后勤保障组、善后处理组和事故