某煤矿工程施工组织

PAGEPAGE15作用、原则和编制依据：由于矿区范围内煤层赋存条件较好，储量丰富，为充分合理开发利用煤炭资源，淘汰落后生产力、优化布局，提高产业集中度，提高矿井规模化、集约化、科学化水平和矿井安全保障能力，延长矿井服务年限，进一步提高煤矿企业经济效益。本设计在严格执行《上栗县杨岐乡杉窝煤矿扩建工程初步设计说明书》、《上栗县杨岐乡杉窝煤矿扩建工程初步设计安全专编》等有关规程、规范的基础上，根据矿井地质构造，煤层赋存情况，矿井资源储量和矿井现有条件和状态，在保证矿井安全生产的前提下尽量做到因地制宜，生产环节简单，工程量小，投资省、见效快。编制依据1、江西省煤矿设计院2011年6月编制《上栗县杨岐乡杉窝煤矿扩建工程初步设计说明书》。2、江西省煤矿设计院2011年7月编制《上栗县杨岐乡杉窝煤矿扩建工程初步设计安全专编》。3、江西省煤炭行业管理办公室《关于认真贯彻安监总煤装[2010]146号文推进煤矿井下安全避险“六大系统”建设完善工作的通知》（赣煤行管字[2010]134号文）；4、国家安全监管总局、国家煤矿安监局《关于建设完善煤矿井下安全避险“六大系统”的通知》（安监总煤装[2010]146号）。5、国家安全监管总局国家煤矿安监局《关于印发煤矿井下紧急避险系统建设管理暂行规定的通知》安监总煤装〔2011〕15号；6、国家安全监管总局和国家煤矿安监局关于印发《煤矿井下安全避险“六大系统”建设完善基本规范(试行)》的通知（安监总煤装〔2011〕33号）。7、《煤炭工业矿井监测监控系统装备配置标准》（GB50581-2010）8、《矿井通风安全装备标准》（GB/T50518-2010）；9、《煤炭工业矿井工程建设项目设计文件编制标准》（GB/T50554-2010）；10、《煤矿井下消防、洒水设计规范》（GB50383-2006）；11、《煤矿井下排水泵站及排水管路设计规范》GB50451-2008；12、《煤矿井下供配电设计规范》GB50417-2007；13、《煤矿通风能力核定标准》AQ1056-2008；14、《煤矿安全规程》（2011版）、《煤炭工业小型矿井设计规范》（GB50399-2006）及国家有关法律、法规、条例和规定；矿井及改扩建工程概况1、工程概况： 上栗县杨岐乡杉窝煤矿位于上栗县城南东125°方位，直距约9km，矿区有简易公路与319国道在南源相连，至上栗县城14km，至萍乡市30km，该矿井由江西省煤矿设计院设计，设计生产能力为0.6Mt/a，采用平硐开拓。利用现有+480m平硐为回风平硐，利用矿区范围内已施工的+428.91m平硐为主平硐，开采矿区内+430m标高以下煤层。由于矿井煤层大多赋存在+400~+200m标高，设计采用平硐暗斜井开采，初期自+428主平硐内开口布置主、副暗斜井至+270m标高作井底车场及相关硐室。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。后期在2煤底板布置轨道下山及回风下山至+200m标高，开采+270m~+200m标高煤层。主暗斜井及后期轨道下山倾角28°，采用单钩串车混合提升，担负矿井的煤、矸提升，材料设备下放，人员上下、并铺设排水管路，副暗斜井及后期回风下山倾角28°。主平硐及回风平硐均作为矿井安全出口。地质水文概况：2、区域地质A、区域地层杨岐山矿区出露的地层自新至老有白垩系上统南雄组（K2n）、三叠系上统安源组（T3a）、三叠系下统大冶组（T1d）、二叠系上统长兴组（P2c）、二叠系上统龙潭组（P2l）、二叠系下统茅口组（P1m）。B、区域构造上栗县杨岐乡杉窝煤矿位于前古塘矿区西南部，北为九岭隆起，南为武功隆起，前古塘煤矿区位于两个隆起带之间的萍乐凹陷带西端北侧，处于长坪-杨岐山复向斜的东部，北西为澄潭江-东风界复向斜，南东为峡山口-东源复向斜。前古塘煤矿区所在的萍乡北部地区自印支运动以来，经历了多期构造运动，区域构造呈现极为复杂的构造景观，主要构造线在平面上呈北东南西向展布，向西宽背斜窄，多为隔档式褶皱类型，得出产状变化大，且长出现倒转。断裂发育，段层面多倾向南东且多为走向断层，主要含煤地层为龙潭煤系和安源煤系，安源煤系则缺失底部砾岩亚段。九岭推覆构造的前缘到达前古塘煤矿区北部。C、矿区地层杉窝煤矿矿区范围内出露的地层有第四系（Q）、三叠系上统安源组三丘田段（T3a3）、三叠系上统安源组三家冲段（T3a2）、三叠系上统安源组上统紫家冲段（T3a1）、三叠系下统大冶组（T1d），有新至老描述如下：a、第四系（Q）分布于冲沟、坡脚。灰色、杂色坡积物、残积物，由历史、砂土、亚砂土、亚粘土组成。，厚度0~10m，平均5m。与下部地层不整合接触。b、三叠系上统安源组三丘田段（T3a3）出露于杉窝煤矿矿区范围北部一带，中上部为灰色~深灰色粉砂岩夹细砂岩及泥岩、灰质泥岩；下部灰色菱铁质粉砂岩，含薄煤二层，底部为燧石沿岩屑，中细角砾岩或中粒石英砂岩夹灰色砂质粉砂岩。产植物化石和少量瓣鳃动物化石。厚约143m。c、三叠系上统安源组三家冲段（T3a2）出露于杉窝煤矿矿区东部，由深灰色~灰黑色泥岩，粉砂质泥岩夹薄层粉砂岩及细砂岩，局部含砂质条带，显平行层理，含黄铁矿、菱铁矿结核，产大量瓣鳃类动物化石及少量植物化石。厚度197.60~346.50m，平均272.20m。d、三叠系上统安源组紫家冲段（T3a1）出露于杉窝煤矿矿区南部、西部。有深灰色粉砂岩夹黑色泥岩组成，灰色石英砂岩，燧石岩屑中细角砾沿，夹煤层、炭质泥岩组成，产大量植物化石。平均厚度204.16m。e、三叠系下统大冶组（T1d）出露于杉窝煤矿矿区西南边界外附近。由青灰色泥质灰岩，局部为和灰色千枚岩，薄至中厚层状，产少量瓣鳃类及海百合茎化石，厚约300m。D、构造杉窝煤矿位于长坪～杨岐山复式向斜的东段，基本构造形态为一个被一组走向正断层破坏的向斜构造。a、褶区前古塘向斜是杉窝煤矿区范围的主要褶曲构造，杉窝煤矿区范围位于该向斜的东段。前古塘向斜是被一组走向正断层破坏的向斜构造，向斜轴向N62E，向斜轴面向南东方向倾斜；北西翼地层倾角50°~60°；南东翼倾角50°~85°，局部具倒转现象，向斜轴部地层为安源组三丘田段，两翼地层依次为安源组三家冲段、安源组紫家冲段，安源组地层的沉积基底为三叠系下统大冶组地层。由于受F1、F2走向正断层的破坏，平面上向斜南东翼三家冲段地层重复，出露变宽；北西翼三家冲段和部分紫家冲段地层缺失，出露明显变窄。b、断层杉窝煤矿矿区范围内主要发育一组基本上与地层走向一致的正断层。洪水田—后古塘走向正断层（F1）：断层走向NE48°～NE56°，倾向南东，倾角60°~70°，地层断距西大东小，杉窝煤矿区范围内地层断距约在50m左右。河坑牛角窝走向正断层(F2)：断层走向NE45°～NE55°，倾向南东，倾角65°～75°，地层断距约100m，出露于杉窝煤矿矿区北西角，与F3断层相交。牛脑壳—大婆山走向正断层(F3)：断层走向NE50°，倾向南东，倾角75°，断层落差约150m。F3断层使得杉窝煤矿矿区范围在向斜北翼含煤地层平面上，剖面上均出现缺乏，尤其是对安源组紫家冲段上部地层破坏较大，使向斜北翼中部砾岩之上的4、5、6煤层沿走向出露不连续，剖面上被断开。c、岩浆岩杨岐矿区南侧万杉窝处见有小型煌斑岩脉侵入三叠系下统大冶组地层中，在杉窝煤矿矿区范围内未发现有岩浆岩侵入煤系地层，未发现该岩体对煤层和煤系地层有破坏作用。综上所述本矿区构造复杂程度应属中等。E、煤层及煤质a、煤层矿区范围主要含煤地层有三叠系上统安源组三丘田段(T3a2)、三叠系上统安源组紫家冲段(T3a1)。本矿井范围三丘田段仅含不可采薄煤层，主要含煤地层为三叠系上统安源组紫家冲段(T3a1)，出露于杉窝煤矿矿区南部、西部，主要为深灰色粉砂岩夹灰黑色泥岩，灰色石英砂岩，燧石岩屑，中细角砾岩，夹煤层、炭质泥岩组成，产大量植物化石，平均厚度204.16m。紫家冲段含煤地层可分为9层。（1）、三家冲段底至6煤顶，厚8.93～46.55m，平均32.99m。深灰色粉砂岩夹灰黑色泥岩，夹1～4层细砂岩，顶部多为灰色砾岩，6煤为局部可采煤层厚0～1.40m，平均0.57m。（2）、煤底至5煤层顶，厚11.22～40.77m，平均30.33m。深灰色、灰黑色泥岩、粉砂岩为主，夹一层灰色石英细砂岩或中砾岩。5煤厚0～1.27m，平均0.53m，见有零星可采点。（3）、煤层底至4煤层顶，厚12.39～78.77m，平均43.05m。灰黑色粉砂岩为主，夹1～6层灰色石英细砂岩及一层中砾岩。4煤层厚0～1.73m，平均厚0.69m，为局部可采煤层。（4）、4煤层底至中部砾岩顶，厚5.14～28.00m，平均13.13m。以灰黑色、深灰色粉砂岩为主，夹灰黑色泥岩，夹砂质条带及薄层细砂岩。（5）、中部砾岩，厚1.53～39.14m，平均12.05m。灰色、深灰色细～中角砾岩，砾石成分以燧石为主，次为石英、硅质岩屑，砂岩屑，硅质胶结，夹薄层粉砂岩。为辅助对比标志层。（6）、中部砾岩底至3煤顶，厚15.72～31.18m，平均22.56m。深灰色粉砂岩，夹泥岩、细砂岩。3煤厚0.30～2.36m，本区平均1.5m。为全区大部分可采煤层。（7）、3煤底至2煤顶，厚6.56～35.19m，平均16.85m。以深灰色、灰黑色粉砂岩、泥岩为主，夹一层灰色石英细砂岩或砾岩。2煤层厚0.30～1.80m，本区平均0.81m，为本区主要煤层，局部可采。（8）2煤底至1煤顶，厚6.34～27.21m，平均14.65m。1煤一般为炭质泥岩为主夹煤线，一般厚0.50m。（9）1煤底至大冶组顶，厚6.34～23.45m，平均14.90m。灰色粉砂岩，含鲕粒细砂岩及砂质粉砂岩组成，产大量植物化石。其中本矿井主要可采煤层为2煤、3煤。2煤为杉窝煤矿主要可采煤层，该煤层位于紫家冲段下部，与3煤层间距6.56~35.19m，平均16.85m，煤层顶底板均为深灰色、薄层状粉砂岩，煤层结构简单，较稳定，煤厚0.30~1.80m，平均1.51m。3煤为杉窝煤矿主要可采煤层，该煤层位于紫家冲段中下部，上距中部砾岩底界15.72~31.18m，平均22.56m，与4煤层的间距为47.74m，煤层顶底板均为深灰色薄层状粉砂岩，煤层结构简单，较稳定，煤层厚度0.30~2.36m，平均1.5m。（b）、煤质肉眼观察为深灰至灰黑色，具似金属光泽，条痕深黑色，以粉煤为主，少量块煤，断口参差状，宏观煤岩组分以亮煤为主，少量暗煤、镜煤、宏观煤岩类型为半亮至光亮型。原煤煤质资料见表。煤层煤质分析结果表：煤层编号水份Mad（％）灰份Ad（％）挥发份Vdaf（％）全硫St，d（％）发热量Qnet,dMJ/kg3煤2煤1.3312.776.940.7531.29（c）、煤的工业牌号及利用方向通过鉴定，2号煤层属低中灰分、低硫分、特高热值煤；3号煤层中灰分、低硫分、高热值煤。2、3号煤类均为无烟煤。主要作民用燃料，块煤可作合成氨原料。F、水文地质a、地表水系杉窝煤矿矿区属低山丘陵地貌。山势陡峭，地形相对高差大，矿区范围内最大相对高差559.5m，地表植被茂盛，冲沟发育。矿区范围内无地表水体，在开采范围以东500m处，建有前古塘水库，坝址海拔高程630m，最大水面0.054km2，库容25万m3，汇水面积1.5km2，对杉窝煤矿开采范围无影响。b、含水层（1）、第四系孔隙含水层，灰色至杂色坡积物、残积物，由砾石、砂土、亚砂土、亚粘土组成，厚0～10m，含水微弱，主要为孔隙自由水，局部具承压性质，有泉水出露，但旱季多干涸，受大气降水补给，地下水动态随季节变化较大，一般对煤矿的生产影响不大。（2）、、中部砾岩裂隙含水层：紫家冲段中部砾岩，以杂色中角砾岩为主，夹粗砂岩及粉砂岩，含孔隙，裂隙水，厚1.53～39.14m，走向变化不大，沿倾向往深部有变薄的趋势，含水性差，在井下巷道中有滴水现象。C、隔水层（1）、三家冲段隔水层：岩性以灰黑色泥岩为主，含少量粉砂质泥岩，夹薄层细砂岩，岩性致密，裂隙少，不含水，不透水，位于主要煤层的上方，总厚272.20m，是良好隔水层。（2）、三叠系下统大冶组隔水层：由灰黄～灰绿色硅泥质灰岩，板状泥岩组成厚约300m，是三叠系上统安源组含煤地层的沉积基底，是良好隔水层。d、矿坑充水条件（1）大气降水：是杉窝煤矿矿坑充水的主要因素，矿坑涌水量与大气降水有很强的相关性，矿坑涌水量随大气降水的变化而变化。雨季矿坑涌水量可以是旱季的3～5倍。（2）老窿采空区水：由于老窑采空区多与地表连通，大气降水很容易沿采空区顶部裂隙进入井下，部分采空区、老窿形成了含水体，是矿坑充水的重要因素。（3）中部砾岩裂隙水：中部砾岩厚度不大，含水较弱，对矿坑充水影响不大。e、断层导水性杉窝煤矿区范围内发育一组走向正断层，断层断距（落差）不大，末发现这组走向正断层有连通区域含水层的迹象。总上所述，杉窝煤矿区范围内水文地质条件中等，大气降水为主要的矿坑充水因素，由于矿区范围内老窑开采历史悠久，老窑开采深度不明，采空区、老窿可能形成较大的含水体，是煤矿生产的一大隐患，因此，在煤矿生产过程中，要加强探放水工作，尤其是生产巷道接近老窿和开采边界，要采取必要的安全措施。f、预计矿坑涌水量根据矿井储量地质报告提供的资料，本区矿坑涌水量为：正常涌水量为10m3/h，正常涌水量为15m3/h，在扩界后的范围内设计采用比拟法估算+270m水平开采区的涌水量。计算公式为Q=Q0×式中：Q0（目前水量）：正常涌水量10m3/h最大涌水量15m3/hF0（杉窝煤矿目前开采平面积）=63640m2；F（杉窝煤矿+270m以上储量计算平面积）=116480m2;计算结果：Q正常=Q=10×=13.5m3/hQ最大=Q=15×=20.3m3/h考虑受深部断层的影响，矿井水量可能有所增加，设计按照正常涌水量为15m3/h，最大涌水量为25m3/h。g、矿井水文地质类型根据矿井储量报告及矿井水文地质类型划分报告，设计认为本矿区水文地质勘探类型为二类二型，即以裂隙充水为主的水文地质条件中等类型的矿床。综上所述：地质报告及矿井水文地质类型划分报告，认为本区为直接含水层含水空间特征及直接含水层的富水性、补给条件，本矿区水文地质条件为中等。设计结合矿井地质报告及水文地质类型划分报告综合分析，本区水文地质条件中等，大气降水为主要的矿坑充水因素，由于矿区范围内老窑开采历史悠久，老窑开采深度不明，采空区、老窿可能形成较大的含水体，是煤矿生产的一大隐患，因此，在煤矿生产过程中，要加强探放水工作，尤其是生产巷道接近老窿和开采边界，要采取必要的安全措施。G、瓦斯2009年上栗县杨岐乡杉窝煤矿进行了瓦斯等级鉴定，鉴定结果见表3-2-1。矿井未进行煤层瓦斯含量、瓦斯压力及煤层透气性等测定，揭煤后应尽快进行瓦斯等级煤层瓦斯含量、瓦斯压力等进行测定。杉窝煤矿瓦斯等级鉴定结果表年度CH4绝对涌出量（m3/min）CH4相对涌出量（m3/t）CO2相对涌出量（m3/t）瓦斯等级批复单位或文号20092.0219.6626.50高瓦斯赣煤行管字[2009]170号H、煤尘爆炸性及煤层自燃倾向性根据江西正源矿用设备安全监测站2010年9月鉴定，2、3号煤层煤尘无爆炸性，自燃倾向性为不易自燃，鉴定结论见表3-2-3。该鉴定结果未标明取样地点、取样表高等，杉窝煤矿煤层鉴定资料表煤层编号Mad（%）Ad（%）Vdaf（%）TR（t/m3）St，d（%）火焰长度吸氧量（ml/g·干煤）爆炸性自燃倾向性3号1.8420.704.851.900.6301.11无爆炸性不易自燃2号2.4429.754.711.980.5301.30无爆炸性不易自燃I、煤层顶底板杉窝煤矿矿区范围内主要煤层顶底板均为粉砂岩，较致密，中等到硬度，煤巷容易支护、维修，垮塌冒落现象不多，在原“报告”中304孔施工发现距3煤顶1.80m以上有2m左右泥岩岩芯比较破碎，与靠近F2断层有关。综上所述，矿区工程地质条件属简单。J、地温杉窝煤矿矿区范围内未见地温异常现象，与邻区对比，恒温带温度18.16℃，地温梯度为1.82℃/100m，属正常地温区。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《上栗县杨岐乡杉窝煤矿扩建工程初步设计说明书》、《上栗县杨岐乡杉窝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210—342m3/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喷浆机PC6小型流量3.5m3/min，0、4kw台118锚杆机台2249防突钻机MYB—75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、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15131717=SUM(LEFT)621.380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=SUM(ABOVE)34=SUM(ABOVE)30=SUM(ABOVE)3124=SUM(ABOVE)1263服务人员955191.4264其他人员533111.415人员合计4838392415619725-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、防突人员；j、防灾工程人员；k、防灭火人员l、井口急救站医护人员m、特殊电工。o、放炮员；p、绞车工；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11131.349防突人员22261.2710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1121.5313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；(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；(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、（（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1—1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152°49′11″3倾角3‰3‰4井底标高m5长度m11106106井筒规格净m2500×25702300×2450掘m2700×27502400×25507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DZ18-25/100Q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153.5kN，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153.5kN，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：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：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241119PAGE953、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平垂直卷、眼小记/卷小记/Kg1～4掏槽眼41.678°03122.4Ⅰ串联5～7辅助眼眼31.6391.8=1\*ROMANI8～12底眼51.42102.0=2\*ROMANII13～25周边眼131.41132.6=3\*ROMANIII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位规格质量要求巷道净宽毫米设计值主要巷道：0～＋150mm无中线巷道：－50～＋200mm巷道净高毫米设计值主要巷道：0～＋150mm一般巷道：－30～＋150mm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φ4mm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；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=659.2PaB、通风设备选型a、确定风机的风量及全压初期：风量Q初=KLQ初=1.05×21.6=22.7m3/s风机静压H初=h初+△h+hz=511.5+15×9.8+10×9.8=756.5Pa后期：风量Q后=KLQ后=1.05×21.6=22.7m3/s风机静压H后=h后+△h+hz=659.2+15×9.8+10×9.8=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。风机特征表风机型号台数风量Q(m3/s)静压H(Pa)效率(%)电机型号功率N(kW)FBCDZ-6-NO13B215.2～33.7463～175075YBFe225M-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Ｍ1参数:风量:Ｑ＝24.3m3/s；风压:Ｈ=867Pa=88.5(mmH2O)效率η＝75%；叶片角α＝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Ｍ2参数：风量:Ｑ＝25m3/s；风压:Ｈ=1097Pa=112（mmH2O）效率η＝80%；叶片角α=49/41°C、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=100×q掘×Kd；式中：Q—掘进工作面实际需风量，m3/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=100×2.02×1.1=222m3/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=25×7.6=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=4×9=36m3/minc、按风速进行验算：15×S≤Q≤240×S；式中：S—回风断面积，5.5m2。15×5.5=82.5m3/min≤Q≤240×5.5=1320m3/min综上计算,掘进工作面实际需风量为222m3/min。d、选取的局扇型号:BDJ58-2-型；风量:210—342m3/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：α=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=1.2×15=18m3/h最大涌水时：Q=1.2Qkmax=1.2×25=30m3/hb．扬程估算：H1=K(Hh+5.5)=1.2×(160+5.5)=198.6(m)c、初选水泵根据计算流量和扬程，选D43-30×7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：η=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=0.083～0.101(m)取Dg=100mmb、排水管壁厚计算：壁厚：取=0.5(cm)排水管路选无缝钢管D108×5；吸水管选无缝钢管D133×5。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+1.7×0.011742Q2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=27.7×7=193.9m效率η=68%b、工况点M2（旧管）参数流量Q=45.5m3/h扬程H=29.6×7=207.2m效率η=72%F、电动机功率校核新管时：N1=kf×=1.1×=43.6kW<45kW旧管时：N1=kf×=1.1×=40.8kW<45kW电动机功率满足要求。G、排水时间计算正常涌水时，1台泵1趟管路工作:h=24Qn/QA=24×15/45.5=7.9（h）<20（h）最大涌水时,1台泵1趟管路同时工作:h=24Qmax/QA=24×25/45.5=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：α=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+20≈375m；i、散煤容重：r=0.9t/m3、矸石容重γ′=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）b、绳端荷重：提煤时：Qd=n1(QZ+QK)(sinα+f1cosα)=4×(600+1000)×(sin28°+0.015×cos28°)=3075(kg)提矸时：Qd=n1(QZ+QK)(sinα+f1cosα)=2×(600+17600)×(sin28°+0.015×cos28°)=2282(kg)提人时：Qd=n1(QZ+QK)(sinα+f1cosα)=1×(1750+10×75)×(sin28°+0.015×cos28°)=1184(kg)c、选钢丝绳规格提升钢丝绳为22NAT6×7+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=31011kg;钢丝绳单重1.7kg/md、最大静张力及最大静张力差Fz=Fc=Qd+LtPk（sinα+f2cosα）=3075+415×1.7×（sin28°+0.25×cos28°）=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Dg≥60d=60×22=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-1.6×1.2/20、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、设备应有煤安标志。d、滚筒缠绳层数Kc===1.7层<2层式中ε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：DT≥40d=40×22=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1133.16836292.025342.03.422提矸吨222.8168292.025342.00.763下放人员人2593221.990401.90.344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m30.914292.025342.00.387下炸药次1431.8240671.80.28下雷管次1431.8240671.80.199送保健车次1292.060342.00.0910运设备次3292.025342.00.311其他作业次5292.025342.00.512总计6.45从表可知：最大班提升作业时间：T大=6.45h<7.5h；最大班升降人员时间：T大=(0.51+0.1)×60=36.6min<60min符合《煤炭工业小型矿井设计规范》（GB50399-2006）要求。9）、电机功率校核a、等时间Td=(t1+t3+t4+t5+t6+t7)/2+t2+θ/3=（4+9.7+3.7+3.7+14.7+4.0）/2+106.2+25/3=134.4Sb、等效力：F===37086（N）=3784（kg）c、等效容量：=所选电机符合要求10）、年实际提煤能力89.9kt/a。结论：提升设备满足提煤、矸，升降人员及下放材料设备所需的能力,符合《煤矿安全规程》（2011年）的有关要求。D、提升事故的防治措施及装备主暗斜井提升设备、电控系统、信号及其他各种保护系统（1）提升容器：采用MF1.1-6型矿车，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；（2）钢丝绳规格及安全参数规格：22NAT6×7+NF-1670-ZS-GB8918-2006钢丝绳直径d=22mm，单重p=1.7kg/m光面天然纤维芯交互捻抗拉强度σb=1670MPa最小钢丝绳破断拉力总和Qb=31011kg钢丝绳安全系数：提煤时：mm=8.7>7.5、提矸时：mg=11.2>7.5、提人时：mr=18.5>9.0钢丝绳最大内外偏角α=0˚5645<1˚30（3）提升机JTPB-1.6×1.2/20矿用单滚筒缠绕式防爆提升机主要参数：滚筒直径Dg=1600mm>60d=1320mm滚筒宽度B=1200m缠绕层数n=1.7层<2层最大静张力Fjmax=45kN>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α<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，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：Q≤Pn×g×ψq/[1.075×a+(ωq+i)×g]-P=2.5×9.8×0.24/[1.075×0.04+（0.0135+0.003）×9.8]-2.5=26.2t2）、按牵引电动机允许温升条件计算重车组质量：Q≤Fd/[α×(ωy-id)×g]-P=2.55×0.5/[1.25××（0.009-0.002）×9.8]-2.5=17.8t式中：τ=T1/（T1+θ）=28.5/（28.8+25）=0.5353T1=2L×60/(0.75u)=2×1.1×60/(0.75×6.1)=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=0.03858×6.12/20=0.072m/s2重车组质量：Q≤Pz×g×ψz/[1.075×b-(ωy-i)×g]-P=2.5×9.8×0.17/[1.075×0.072-（0.009-0.003）×9.8]-2.5=221.4t4）、车组中矿车数：取Q=min{26.2，17.8,221.4}=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：==5.5m<40m运煤时：==5.4m<40mD、电机车台数1）、电机车往反一次所需时间：T=T1+θ=28.8+25=53.8(min)2）、每台电机车可能运输次数：m=Tb/T=6×60/53.8=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=k1×k2×Ab/（n×q）=1.25×1.2×61/(10×1)=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)×(ωy-id)×g×1=2(2.5+10×1)×(0.009-0.002)×9.8×1.11=1.9（MJ）2）、蓄电池组在一个往返周期内输出的能量A′=α×（FZ+FK）×Lm/(3.6×η)=1.25×2×(2.5+10×1)×(0.009-0.002)×9.8×1.11/(3.6×0.7)=0.94(kWh)3）、一台机车一个班内的电能消耗A′b=6×A‘=6×0.94=5.64(kWh)4）、蓄电池的放电容量Ab=WU/1000=330×48/1000=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A′b，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=(2×1110/102+20+5)/2≈23.3(min)运输能力：A=60×16×330×N×G/[10000×K1(1+R)×T]=60×16×330×10×1×0.80/[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EWA75A－13.3/0.8型风冷螺杆式空气压缩机,额定流量13.3m3/min、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（D25-30×5型、Q=25m3/h、H=150m、N=22kW、二台、一用一备）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MYJV22-10003×95+1×50电缆一对一供电；风井配电所均采用两根MYJV22-10003×50+1×25电缆双回路电源供电；瓦斯抽放泵房采用两根MYJV22-10003×35+1×16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、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MHYA32-10×2×0.8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。b、中心站设置（1）设备必须符合有关国家标准和行业标准，通过煤炭行业标准化归口审查，通过国家技术监督局认证的检测机构的型式检验。用于爆炸环境的煤矿安全监控设备，还必须通过国家技术监督局认证的检测机构防爆检验，并取得“MA”标志和“防爆合格证”。必须按矿用产品安全标志证书规定的型号选择监控系统的传感器、断电控制器等关联设备，严禁对不同系统间的设备进行置换。接入煤矿安全监控系统的各类传感器应符合AQ6201-2006的规定，稳定性应不小于15d。煤矿安全监控系统必须24h连续运行。煤矿安全监控系统传感器的数据及状态必须传输到地面主机。矿井安全监控中心必须向县安全监控网络中心上传实时测控数据，接受县安全监控网络中心的监督和指导。（2）优先选用本质安全型设备（3）安全监测、监控设备必须具有故障闭锁功能。（4）安全监测、监控设备必须具备甲烷断电仪和甲烷风电闭锁装置的全部功能。当主机和系统发生故障时，必须保证甲烷断电仪和甲烷风电闭锁装置的全部功能。当电网停电后安全监测、监控系统必须保证正常工作时间不小于2h.（5）为防止雷电通过矿井安全监测、监控系统引起井下瓦斯爆炸。系统设备必须具有防雷保护。（6）为防止人为取消断电功能，保障煤炭安全生产，系统设备必须具有断电状态和馈电状态监测、报警、显示、存储和打印报表功能。矿井监测监控设备主要设置在回采工作面、掘进工作面、回风巷、矿井主要机电设备硐室、井下变电所、压风机房、通风机房、瓦斯抽放泵房、地面10KV变电所等。中心站设备：监测、监控主机为工控机，双机热备份，24h不间断运行。当工作主机发生故障时，备份主机应在5min内投入工作。联网主机装备防火墙等网络安全设备。中心站双回路供电并配备不小于2h在线式不间断电源。中心站配置录音电话。中心站设备设有可靠的接地装置和防雷装置。C、分站及传输电缆a、系统及分站设置本设计在井口地面调度室设置KJ系列安全监控系统1套。系统包括监控主机2台，一台工作，一台备用。在线式UPS、打印机、报警装置等各1套并设置录音电话。同时在矿长、生产科、安全科各设一套电脑终端。供电电源为～220V（设双回路），备用电源采用在线式UPS。系统采用KJ矿用信息传输接口，负责监控系统主机、井下分站的数据传输与交换，可对井下瓦斯、一氧化碳、风速、温度、水位等环境参数及地面、井下的各种设备的开/停、馈电、风门开闭等状态进行实时监控和监测、记录。传输距离远，抗干扰能力强，具有异地断电，远程手动控制、远程断电、故障闭锁、断电和馈电状态监测、风、电、瓦斯闭锁功能。本设计设KJ型矿井环境监控分站7台（井下5台，瓦斯抽放泵站、风井通风机房各1台），每个分站可接收8路输入信号4路输出信号。监测、监控总站和各分站主要设备的功能应满足《煤矿安全规程》（2011年版）第一百六十条要求。即防爆型煤矿安全监控设备之间的输入、输出信号必须为本质安全型信号。安全监控设备必须具有故障闭锁功能：当与闭锁控制有关的设备未投入正常运行或故障时，必须切断该监控设备所监控区域的全部非本质安全型电气设备的电源并闭锁；当与闭锁控制有关的设备工作正常并稳定运行后，自动解锁。矿井安全监控系统必须具备甲烷断电仪和甲烷风电闭锁装置的全部功能；当主机或系统电缆发生故障时，系统必须保证甲烷断电仪和甲烷风电闭锁装置的全部功能；当电网停电后，系统必须保证正常工作时间不小于2h；系统必须具有防雷电保护；系统必须具有断电状态和馈电状态监测、报警、显示、存储和打印报表功能。本设计在井下主变电所、各掘进头及采区均设环境监测分站。井下主变电所环境监测分站实时监控和连续监测记录主电源的馈电状态、温度及水泵开停状态。掘进工作面环境监测分站实时监控和连续监测记录掘进面的回风流瓦斯浓度变化、风机风速大小、被控设备的通、断电状态，当瓦斯浓度超限及风筒风速过低时，实现报警及瓦斯风电闭锁等功能。采煤工作面环境监测分站，实时监控工作面的回风流瓦斯浓度、馈电、断电状态，当瓦斯浓度超限时实现瓦斯超限报警及断电闭锁功能。地面瓦斯抽放站矿井环境监测分站可实时监测抽放系统管道内的瓦斯浓度、流量、泵机出口压力、泵机入口负压、泵房内泄露瓦斯浓度以及泵机的温度等参数；风井通风机房矿井环境监测分站可实时监测和连续记录瓦斯浓度。风井通风机房设置矿井环境监测分站实时监测和连续记录总回风瓦斯浓度、CO浓度、压力、总回风风速及风门开关状态及主通风机的开停及馈电状态。E、传输设备及器材选型a、传输设备应符合《中华人民共和国煤炭行业标准煤矿用信息传输装置》（MT/T899-2000）。b‘用于监测、监控系统误码率不应大于10-6，最大巡检周期不应大于30s。c、安全监测、监控设备之间的输入输出信号必须为本质安全型信号，设备之间必须使用专用阻燃电缆连接，严禁与调度电话线和动力电缆等共用。F、、传输设备及器材型号、数量传输设备：网络交换机。主传输电缆型号：井筒电缆和分站间传输干线采用MHYA32-4×1.5型电缆，分站至传感器电缆采用MHYVR-4×1.5型，全部电缆均为具有煤安标志的阻燃电缆。G、甲烷传感器的设置甲烷传感器设置见矿井安全监控系统传感器布置图C108113-170-1图。传感器与分站接线图见煤矿安全生产检测监控系统框图C108113-174-1图。风、电、瓦斯闭锁由矿井环境监测分站、瓦斯传感器及掘进工作面电气设备完成。闭锁系统由瓦斯传感器、风速传感器、风筒开关、矿井环境监测分站及局部扇风机和掘进工作面的电气设备组成。只有在工作局扇正常供风，掘进巷道内瓦斯浓度不超过规定时，方能向巷道内电气设备供电；当正常工作局扇因故障停止运行时，通过局扇磁力启动器节点自动切换到备用局扇并自动切断巷道内电气设备电源。当掘进工作面或掘进工作面回风流中瓦斯浓度超过规定时，通过矿井环境监测分站的断电输出接点自动切断瓦斯传感器控制范围内的电源，局扇照常运转。瓦斯传感器的断电浓度应符合江西省人民政府办公厅赣府厅字（2005）59号文规定，采掘工作面瓦斯报警断电仪的报警、断电浓度值为0.9%；复电浓度小于0.9%。H、回采工作面传感器选型及配置（a）、回采工作面传感器类型、数量、位置回采工作面设置甲烷传感器3台，温度、馈电传感器各1台。（b）、工作面设置甲烷传感器T1工作面回风巷设置甲烷传感器T2、上隅角设置甲烷传感器T0，与回采工作面的距离小于10m，存在串联通风时进风巷设置甲烷传感器T3。甲烷传感器位置见图11-1。（c）、为监控被控设备瓦斯超限是否断电，被控开关的负荷侧必须设置1个馈电传感器。图11-1采煤工作面甲烷传感器的设置I、掘进工作面传感器选型及配置a、各掘进工作面传感器类型、数量及位置本矿为高瓦斯矿井，掘进工作面采用三专供电，每个掘进工作面各设置甲烷传感器2台；局部通风机开停传感器1台；风筒传感器1台、馈电传感器1台。b、掘进工作面甲烷传感器的设置见图11-2，并实现瓦斯风电闭锁。在工作面混合风流处设置甲烷传感器T1，在工作面