煤矿中央回风立井改绞施工组织设计.doc

煤矿中央回风立井临时改绞施工组织设计目 录第一章 工程概况1一、工程特征1二、地质条件1三、改绞主要内容1四、井筒布置方案2五、建设项目各相关单位2第二章 方案确定的原则及依据3一、确定的原则3二、编制依据3第三章 各系统的设计计算4一、提升系统4二、排水系统8三、压风系统11四、供水系统15五、通风系统17六、通讯、信号、视频监控、瓦斯监控系统18七、供电系统19八、运输系统26九、砼拌料系统26十、安全设施设置27第四章 施工前准备工作29一、技术准备29二、施工现场的准备30三、施工材料及设施的准备31四、非标构件的加工31五、信号及通讯装置的准备31六、施工设备的检修31第五章 施工方法及要求31一、总体施工方案32二、改绞施工方案32第六章 施工进度计划39一、总体施工排队39二、工期保证措施39第七章 施工质量、安全技术保证措施40一、施工质量保证措施40二、施工安全技术措施42第八章 施工劳动组织47一、组织形式47二、组织机构47三、劳动力配备47第九章 环境保护、职业健康、文明施工措施47一、环境管理及保证措施47二、职业健康及安全管理措施49三、文明施工措施50附表：1、临时改绞材料设备表51 2、施工现场组织及安全保证体系 3、劳动力配备表附图 ：1、改绞平面布置图 2、改绞立面布置图 3、提升系统图4、临时改绞工期网络图 5、改绞天轮平台布置图第一章 工程概况一、工程特征煤矿井田位于黑龙江省哈尔滨市依兰矿区，在依兰县达连河镇，东北距依兰县城22km，西南距哈尔滨市220km，区内有佳哈高速公路、221国道、简易公路四通八达；本区是松花江、牡丹江、倭肯河汇合处，每年510月间定期客轮、货轮通航，可通往哈尔滨、佳木斯、同江等地，交通便利。矿井生产能力2.4Mt/a，矿井服务年限42.43a。该矿井为高瓦斯矿井。采用立井开拓方式，在工业场地内布置主井、副井、中央回风井三个立井井筒。回风立井井筒净直径7.0m，净断面积38.46m2，井深710m，井口封口盘距井底马头门底板高度695.5m，布置一对单层二车罐笼，罐笼尺寸为5.140m1.600m。二、地质条件主要生产水平大巷多为岩巷，有部分半煤岩巷，和煤巷。具体详见依兰二、三期施工组织设计。根据中煤能源黑龙江煤化工有限公司煤矿240万吨/年新建矿井项目总体施工组织设计说明书，经预测矿井二、三期工程施工期间正常涌水量为150m3/h，最大涌水量300 m3/h。三、改绞主要内容1、临时改绞利用凿井时的原型凿井井架与2JK-3.5/20主提升绞车（配套电机1000KW）。2、两台单层二车临时铝合金罐笼配1.5T矿车。每部罐笼设防坠器一套，配两根防坠制动绳，四根罐道钢丝绳。防坠制动绳的缓冲装置（防坠缓冲器、过卷缓冲装置等）安装在天轮平台上，下部固定装置安装在井底防坠制动绳锁绳梁上。3、为保证罐道绳的安全使用，在天轮平台上安装8套稳绳在线监测装置。罐道绳上端固定在临时井架天轮平台上，下端固定在井底罐道绳固定梁上，罐道绳采用LGS-20型钢丝绳罐道拉紧调绳装置调绳。4、改绞设施分为井口部分、井底部分，井口设有封口盘、YD-915型2台液动摇台、链式滑动安全门等；井底设有马头门封口盘、YH-200型2台液动托罐摇台、链式滑动安全门等。井上设THJ型过卷缓冲托罐装置，井下设THF型过放缓冲防蹲罐装置。另在井上下进车侧共设8台ZL-900单式液动阻车器。5、在井下马头门、井口、绞车房等重要位置设电视监控探头，调度室设集中电视监控装置。6、在井口设推车机。7、井口附近设2台重力翻车机，一台卸煤，一台卸矸。8、改绞期间井筒内形成2趟风筒。利用凿井期间一趟1000mm风筒，将其调整到设计位置，另重新敷设一趟800mm向井下工作面供风。四、井筒布置方案1、 布置单层二车罐笼（带防坠器）2个；配1.5t矿车，罐笼尺寸为5.140m1.600m、5.140m1.200m。2、布置排水管路1趟，1597.5mm无缝钢管250m，1595mm无缝钢管450m3、布置压风管路1趟，1594.5mm无缝钢管700m；4、布置供水管路1趟，1086 mm无缝钢管700m；5、布置动力电缆2趟，高压电缆：MYJV42395动力电缆900m。6、布置信号电缆1趟，MKVV22-301.5 760m；布置通讯电缆1趟，MKVV22-301.5 760m 7、布置视频监控电缆1趟 光纤 850m；布置瓦斯监控电缆1趟MHYA32-1021；8、布置瓦斯抽放管1趟，1594.5mm无缝钢管700m。9、布置风筒2趟，1000mm，800mm。10、布置砂石输料管一趟，18010 mm无缝钢管708m。五、建设项目各相关单位建设单位:中煤能源黑龙江煤化工有限公司煤矿设计单位:中煤邯郸设计工程有限责任公司监理单位:北京康迪监理公司施工单位:中煤第一建设有限公司第四十九工程处第二章 方案确定的原则及依据一、确定的原则在保证安全使用及施工进度的前提下、尽可能的利用原一次装备的设施和材料，以减少改绞工作量缩短改绞时间。改绞后形成临时提升、供电、压风、供风、供水、通讯及地面运输等系统。改绞设计应参考主井井筒永久装备平面布置、尽可能将施工设施避开永久装备设施的位置。为井筒永久装备施工创造方便。改绞设计尽量使各系统设计合理、简单、实用。二、编制依据1、煤矿初步设计，煤矿一、二期工程施工图等有关资料；2、施工验收规范工程测量规范（GB50026-2007）机械设备安装工程施工及验收通用规范(GB50231-2009)电气装置安装工程电缆线路施工及验收规范（GB50168-2006）电气装置安装工程接地装置施工及验收规范（GB50169-2006）钢结构高强度螺栓连接技术规程（JGJ82-2011）钢结构工程施工规范（GB50755-2012）钢结构工程施工质量验收规范（GB50205-2001）涂覆涂料前钢材表面处理 表面清洁度的目视评定 第1部分 未涂覆过的钢材表面和全面清除原有涂层后的钢材表面的锈蚀等级和处理等级（GB/T 8923.1-2011/ISO 8501-1:2007）煤矿井筒装备防腐蚀技术规范（MT/T5017-2011）煤矿设备安装工程质量验收规范（GB 50946-2013）煤矿安装工程质量检验评定标准（MT 5010-95）3、施工安全管理规范、规程煤矿安全规程2011年版施工现场临时用电安全技术规范（JGJ46-2005）建筑施工高处作业安全技术规范（GJ80-91）建筑机械使用安全技术规程(JGJ33-2012) 建筑施工安全检查标准（JGJ59-2011）煤矿建设安全规范（AQ 1083-2011）第三章 各系统的设计计算一、提升系统1、提升机技术数据及相关参数：（1）绞车型号：2JK-3.5/20 1000KW （590r/min）（2）绳速:：5.4m/s（3）减速比：i=20（4）最大静张力:：17000kg（5）最大静张力差：11500 kg（6）配用电机： 1000kw/6kv（7）滚筒容绳量:：920m（8）提升高度：755 m（9）钢丝绳型号：187+FC-44-1770（10）罐笼自重：宽3696 kg(带抓捕器) （11）矿车自重：974kg（MG1.7-9B）2、最大静张力的校验（H0=755m）罐笼与矿车自重Qz：3696+97425644kg矸石重量Q：0.91.718002=5508kg 式中：矸石装满系数取0.9 岩石松散容重量取1800kg/m 提升钢丝绳重量：qH0=7.55755=5700.25kgFJ =17000kgQ+QZ+qH0=5644+5508+5700.25=16852.25kg式中：Qz罐笼与矿车自重Q矸石重量 q H0提升钢丝绳的单位重量与钢丝绳最大悬垂高度 钢丝绳最大悬垂长度按755米计算结论：符合要求3、最大静张力差的校验FJC=11500kgQ矸石+qH0（不含矿车重量） =5508+5700.25=11208.25kg满足最大静张力差的要求， Q为两个罐笼自重。当一个罐笼提两矿车矸石时，另一个罐笼配两个空矿车。4、钢丝绳安全系数的校验提升钢丝绳的破断拉力总和Qd=138773.47Kg提矸石的安全系数为：n=Qd/ FJ=8.257.5提人时的安全系数为：n=Qd/ F=10.019符合要求。5、电动机功率校验 N= KQVm/102/c=816kw式中： K井筒阻力系数（1.151.2）取1.15 Q矸石重量+钢丝绳自重 取11208.25kgVm提绞车最大提升速度 （5.4m/s）动力系数 ,=1.1c 传动效率 取0.926、滚筒、天轮与钢丝绳直径比的验算滚筒直径 DG=3.5米 天轮直径DT=3.0米提升钢丝绳直径d=44毫米（1）滚筒与钢丝绳直径比的验算 DG/d=3500/44=7960（2）天轮与钢丝绳直径比的验算DT/ d=3000/44=68607、提升速度校验计算（1） 根据煤矿安全规程之规定：立井中用罐笼升降人员时最大速度不得超过12m/s。（2） 立井中升降物料时，提升容器最大速度不得超过下列公式求得的数值。=5.4m/s0.6=15.87m/s8、 过卷与过放距离校核（1）过卷距离自罐笼在卸位置时的全高距离其最近梁的下平面之间的有效距离应大于煤矿安全规程。选用型井架，翻矸台至天轮平台高度为H1=16.364m，提升机选用2JK-3.5/20型提升机，V=5.4m/s，利用插值法计算过卷高度为：7.496m16.364m，符合要求。（2）过放距离过放距离与过卷高度相同，罐笼在装卸载位置时罐笼底部距井底防撞梁之间的有效距离应大于第397条之规定。经过计算为7.496米，符合要求。9、 提升能力校核（1）速度图计算绞车提升速度Vm=5.4m/s提升加速度及减速度 a1= a3=0.6m/s2提升加速时间及减速时间t1= t3=Vm/ a1=9s提升加速及减速距离h1= h3=0.5Vmt1=24.3m提升等速运行距离h2=Hsh1h3=708-24.32659.4m提升等速运行时间t2= h2/ Vm=122 s提升休止时间= 60s一次提升循环时间:T= t1+ t2+ t3+=200s提升能力计算AT=3600Z0.9VC(ktT)=45.8m3/h式中：Z一次提升矿车数量、Z=2 VC矿车容积、VC=1.7 m3 0.9矿车装满系数kt提升不均匀系数(1.15-1.25) 取1.15每天分三班, 每天提矸时间16小时，提矸45.8立方米, 每月26个工作日,每月出矸19052.8立方米。按S=20m2断面，松散系数取1.7，每月可完成巷道掘进19052.8201.7=560m。10、钢丝绳罐道选择计算：（1） 钢丝绳罐道的张紧力与刚性系数的计算按“矿山井巷工程施工及验收规范”罐道绳的张紧力fz不小于1000kg/100m及“煤矿安全规程”第384条中设置使用4根罐道绳时的最小钢度系数Kmin不小于50kg/m之规定分别校核。 按fz计算钢丝绳罐道的最小张紧力Fmin Fmin=Hfz= 7550kg式中：fz1000kg/100mH钢丝绳罐道最大悬垂长度按Kmin计算钢丝绳罐道的最小张紧力FzminFkmin=0.25Kmin(H0-H)ln(H0/ H0-H)=8202.66 kg式中:H0-钢丝绳的极限长度=b/n=3148.15 (m)Kmin：钢丝绳最小刚性系数 取50kg/mb-钢丝绳的抗拉强度(1570-1770)Mpa 取1670n-罐道绳安全系数6-钢丝绳的容重(89009300) kg/m3 取:9000按上述两式计算结果选取大值为罐道绳的张紧力fz。（2） 预选钢丝绳的规格为187+FC-40-1670单位重量q=6.24 kg/m钢丝绳的破断拉力Qd=108400.40kg（3） 钢丝绳安全系数的校核 钢丝绳自重 Q=qH=4711.2kg N=Qd/(Fz+ Q)= 108400.40/12913.86=8.396同一容器的4条罐道钢丝绳的张紧力的张紧力差应不小于5%,且里紧外松。根据计算，罐道绳选用为187+FC-40-167011、防坠钢丝绳选择计算(1) 防坠绳最大动载荷的计算 Zmax=1.2QF(g+z)/(2g)= 13460.40 kg z=9.81(6/-1) =9.99m/s2=QF/ Qh=2.97QF提升钢丝绳最大终端负荷, QF= QZ+Q=11115kgQH提升钢丝绳最小终端负荷 Qh= Q罐+qR=3739 kgqR一个人的重量（100 kg）z制动减速度提升钢丝绳最大终端负荷QF与最小终端负荷Qh的比值 (2) 防坠绳安全系数的校核预选钢丝绳的规格:187+FC-44-1670 单位重量 q=7.55 kg/m 钢丝绳自重 Q=qH=5700.25 kg 钢丝绳的破断拉力Qd= 130918.36kg N=Qd/( Fmax+Q)= 130918.36/19160.65=6.833根据计算，防坠绳选用为187+FC-44-167012、主提液压站整定压力kg/cm2确定最大力矩：最大静张力差Fjc=115009.81=112815 N最大静张力矩Mjmax=FjcD/2=1128153.5/2=197426.25NM式中：D滚筒直径，3.5m；最大制动力矩，未考虑残压影响所需制动力矩：Mzmax3Mjmax=592278.75NM制动油压确定制动系统贴闸皮油压Pt:Pt=Mzmax/（2nRcpAg）0.0981=592278.75/（2121.8751380.459.81）0.0981=2.12Mpa式中：n盘形制动器对数，12；A盘形制动器活塞面积，查得A=138c；Rcp盘形闸磨擦半径，查得Rcp=1.875m；闸瓦磨擦系数，查得=0.45。最大制动油压Ps=Pt+C=2.12+0.9+0.9+0.5=4.42Mpa式中：C制动闸综合阻力。C=P1+P2+P3P1机器全松闸时，为保证闸瓦的必要间隙而压缩蝶形弹簧之力，折算成油压值P1=0.9Mpa。P2液压站、密封圈、弹簧阻力、折算成油压值P20.9Mpa。P3液压站制动状态时残压，按最大残压计算，P3=0.5MPa。二、排水系统风井临时改绞期间，安装一趟1597.5（5）mm排水管路，管路采用套管焊接，套管型号为18010mm，每根管的上下端部焊接一段150mm套管。此阶段主井风井已经贯通，利用主井排水系统将水排至地面。车场施工期间，施工井底车场临时水仓措施工程，使用井底车场永久避难硐室作为泵房，临时排水泵房锚喷支护，不得有淋水，底板标高应比大巷轨面高300mm，断面应满足设备布置需要。1、水泵排水能力核算（1）根据井筒涌水量结合二期贯通期间揭露岩层情况，按照建设单位建议，井底车场施工初期，矿井正常涌水量按100 m3/h，最大涌水量按150 m3/h考虑，在永久避难硐室内布置安装3台DC100-8010水泵，配套水泵电机315kW。正常情况下一台运转、一台备用、一台检修，涌水量增大时起动备用泵。矿井24小时的正常涌水量为：100m3/h24=2400m3；矿井24小时的最大涌水量为150m3/h24=3600m3；工作水泵和备用水泵20小时的排水能力为200m3/h20=4000m3。4000m33600m3(2400 m3)工作水泵和备用水泵的总能力能够在20h内排出矿井24h的正常和最大涌水量, 满足要求。（2）二三期施工进入大巷施工后，正常水量暂按150m3/h，最大涌水量按300m3/h考虑。此阶段副井排水系统形成进入三期施工，利用矿方永久排水系统进行排水工作。2、排水管路正常情况下，主、风井分别设置一趟1085.5（4）mm、1597.5（5）mm排水管路；应急时风井井筒内1086mm供水管路作为备用排水管路。正常情况下排水量验算：d=0.0188（Q/VC)1/2 式中：VC=2.2m/s ； d=159-27.5=144mm=0.144m；排水量验算：d=0.0188（Q/VC)1/2 式中：VC=2.2m/s ； d=108-25.5=97mm=0.097m；经计算：分别为Q=57.365m3/h和129m3/h，正常涌水量不超过150 m3/h，满足施工要求。当涌水有增加的趋势时，启动备用泵，风井井筒内供水管作为抢险排水管路，此时取VC=3.5m/s ；经计算：分别为Q=91m3/h和205m3/h，。根据煤矿安全规程的要求，工作管路和备用管路的总能力，应能配合工作水泵和备用水泵在20h内排出矿井24h的最大涌水量。排水管20小时的排水能力：20（291+205m）3/h=7740m3；矿井24小时的最大涌水量：300m3/h24h=7200m3，满足要求。3、临时水仓在车场施工期间施工井底临时水仓措施工程，设计临时水仓容积：970 m3。预计大巷施工期间正常涌水量为100 m3/h时， 8小时的涌水量为800 m3：970 m3800 m3水仓容积满足要求。二期工程施工期间，要加强地质预测预报，坚持“有疑必探，先探后掘”的原则，如果水量不断增加，采取工作面注浆或壁后注浆措施，保证施工顺利进行。 4、排水管选择计算风井排水管路选用一趟159mm无缝钢管，采用双绳悬吊，天轮平台锁绳。钢丝绳型号为：187+FC-44-1770。（1）钢丝绳的端荷重：排水管路 壁厚选择：=0.5d(+p)/(-p)1/2-1管路内径： d = ( 15.9-2) cm 无缝钢管允许应力：= 800kg/cm2第一段水管：管路底端压力： p = 0.11h = 0.11700=77.00kgf/m2 得：=0.723cm 管路型号：1597.5 250米第二段水管：管路底端压力： p = 0.11h = 0.11450=49.50kgf/m2 得：=0.478cm 管路型号：1595.0 450米管路重量：扬程每米重 =25028.02=7005.00kg管路重量：扬程每米重 =45018.99=8545.50kg管路内水重：截面积扬程水容重=4679.9 kg, 管路内水重：截面积扬程水容重=9018.88 kg,总重 = 管重+水重= 29249.23kg 卡具重：卡子个数： 117.00个 单重:7.06kg 总重 =826.02kg 套管重：套管个数：117.00个 单重:41.92kg0.15=6.3 总重：737.1kg端吊重=管路总重+卡具重+套管重 =30812.35kg 两绳悬吊则单绳受力 Q0=30812.35/2=15406.18kg(2)钢丝绳悬吊重：钢丝绳选择：Ps= Q0 /(110B/ ma - H0 ) =6.096kg/m试选钢丝绳：187+FC-44-1770绳单位长度重量： Ps =7.55kg/m钢丝绳破断力总和：Qd=138773.47kg钢丝绳自重：H0每米重 Q绳=5700.25kg单根钢丝绳悬吊总重单根钢丝绳端吊重+单根钢丝绳自重15406.18+5700.25=21106.43kg安全系数校核m= Qd/(Q + PsB H0)m= 6.576.00三、压风系统根据二期工程的总用风量，利用凿井期间的压风机，风井布置一趟用159*4.5mm无缝钢管作为压风管，与主井压风管路共同承担副井永久装备形成前的井下压风工作。井下最多安排7个掘进工作面，其中 3个为综掘工作面，4个为普掘工作面。井底车场及多数硐室的施工可以考虑延长井筒掘进时的压风管路， 仍利用地面的压风机供风。 1、用风设备按照4个普掘工作面，3个综掘工作面计算，各工作面用风设备如下：工作面用风设备主要有，TY28型钻机，MQT-120型锚杆钻机，PC8U型喷浆机，普掘面打前进眼作业和锚网喷作业不同时施工。 2、工作面耗风量计算(1)、普掘工作面耗风量计算各班气动机具名称和数量早班中班晚班锚杆钻机MQT-120(4m/min)凿岩机YT-28(3.5m/min)喷浆机PC8U(6m/min)锚杆钻机MQT-120(4m/min)凿岩机YT-28(3.5m/min)喷浆机PC8U(6m/min)锚杆钻机MQT-120(4m/min)凿岩机YT-28(3.5m/min)喷浆机PC8U普掘1队24241普掘2队24124普掘3队12424普掘4队24241设备合计61216121482(2)、综掘工作面耗风量计算各班气动机具名称和数量早班中班晚班锚杆钻机MQT-120(4m/min)风镐G20(2m/min)喷浆机PC8U(6m/min)锚杆钻机MQT-120(4m/min)风镐G20(2m/min)喷浆机PC8U(6m/min)锚杆钻机MQT-120(4m/min)风镐G20(2m/min)喷浆机PC8U普掘1队22221普掘2队22122普掘3队12222设备合计4414414413、用风量计算（1）普掘工作面耗气量计算：4台锚杆钻机实际耗气量为Q1=Q=1.151.11.060.9546 =30.8m/min12台凿岩机实际耗气量为Q2 =1.151.11.060.85123.5 =47m/min 2台喷浆机实际耗气量为Q3 =1.151.11.06162 =16.2m/min式中：-漏风系数，（取1.15）-机械磨损系数，（取1.1）-海拔高度修正系数，（取1.06）-同时使用系数同型号气动机具台数n1011-3031-60同时工作系数K1-0.850.84-0.750.74-0.65通过煤矿二、三期矿建工程施工组织设计普掘工作面正规循环图表：可知用凿岩机打眼时不进行锚杆钻机支护作业。取上式可知总耗气量Q总 =47+16.2=63.2m/min（2）综掘工作面耗气量计算：4台锚杆钻机实际耗气量为Q1=Q=1.151.11.060.9544 =20.5m/min4台风镐实际耗气量为Q2 =1.151.11.060.8542=9.1m/min1台喷浆机实际耗气量为Q3 =1.151.11.06161 =8.1m/min取上式可知总耗气量Q总 =20.5+9.11+8.1=37m/minAmax普掘: QA =63.2mBmax综掘: QB =37m矿井总用风量Q总 =QA+QB=100.2m4、管路选型计算（1）、主管路选型计算总干线压风管路直径选型：d=20（Q）1/2 =20（100.2）1/2=200mm风井压风管选用1趟1596无缝钢管与主井压风管路1趟1607.7PVC管满足管径要求。副井永久装备完成后，拆除主井临时改绞压风管路，利用副井压风管和风井压风管为井下工作面供风。（2）工作面支管路选型计算普掘工作面需风量取15.8m/min：压风管路直径为：d=20（Q）1/2 =20（15.8m）1/2=769mm根据计算,工作面施工选用1085.5钢管作为压风管路，能够满足要求。综掘工作面需风量取12.3m/min：压风管路直径为：d=20（Q）1/2 =20（12.3m）1/2=70mm每个综掘工作面需风量小于普掘工作面，用1085.5供风能满足要求。4、管路安全计算风井压风管选用1594.5mm无缝钢管，采用套管焊接，套管型号18010mm无缝钢管，每6m焊接一段150mm套管。采用双绳悬吊，天轮平台锁绳。钢丝绳型号为：187+FC-30-1770。（1）压风管路钢丝绳端吊重压风管：1594.5mm 压风管重=70018.99=13293卡具 单重：7.06Kg 个数：117.00个 总重：826.02kg套管个数：117.00个 单重:41.92kg0.15=6.3 总重：737.1kg吊重=13293+826.02+737.1=14856.12两根绳悬吊所以每根钢丝绳的端吊重：Q0=14856.12/2=7428.06kg （3）钢丝绳悬吊重：Ps= Q0 /(110B / ma - H0 ) =2.761kg/m试选钢丝绳：187+FC-30-1770绳单位长度重量： Ps =3.51kg/m钢丝绳破断力总和：Qd=64673.67kg钢丝绳自重：H0每米重 Q绳=2680.336kg单根钢丝绳悬吊总重单根钢丝绳端吊重+单根钢丝绳自重7428.06+2680.336=10108.396Kg安全系数校核ma=Qd/(Q+PSBH0)ma=6.45四、供水系统1、施工用水一期工程施工时，已形成地面供水系统，二期工程施工前，经检修和维护，仍采用现有供水系统进行供水。为保证供水质量，应在供水主管上加装过滤装置。2、供水参数计算1、二期工程井下用水量计算炮掘工作面风钻用水量，每台YT28风钻耗水量8-12L/min，每个工作面4台，Q1=N1q1n1 =604106/1000=9.6m3/h式中：N1炮掘工作面个数，取4处，q1每台YT28风钻耗水量,取10L/min，n1每个工作面风钻台数，取4台。综掘工作面综掘机内外喷雾耗水量Q2=N2q2n2 =603451/1000=8.1m3/h式中：N2综掘工作面个数，取3处，q2每台综掘机耗水量，取45L/min，n2每个工作面综掘机台数，取1台。每一个工作面锚杆机耗水量Q3=q3n3 =60102/1000=1.2m3/h式中：q3每台锚杆耗水量,取10L/min，N3每个工作面锚杆机台数，取2台。转载喷雾耗水量Q4=N4q4n4 =6032.33/1000=1.2m3/h式中：N4喷雾点个数，取3处，q4每个喷头耗水量,取2.3L/min，n4每个喷点喷头个数，取3个。净化水幕喷雾耗水量，每个工作面2个，总回风巷2处，车场2处，总计18处Q5=N5q5n5 =60182.35/1000=12.42m3/h式中：N5喷雾点处数，取18处，q5每个喷头耗水量,取2.3L/min，n5每个喷点喷头个数，取5个。井下消防耗水量按满足3个消防软管耗水量计算。Q6=N6q6 =36003.23/1000=35m3/h式中：N6软管处数，取3处，q6每个软管水量,取3.2L/s，总耗水量：和不同时工作，取同时工作的耗水量Q总= K（Q1+ Q2+ Q4+ Q5+ Q6）式中漏损和其他用水量系数，1.25-1.35，取1.3.Q总=1.3（14.4+8.1+1.2+12.42+35）=88.96 m3/h2、供水主管直径供水主管路直径D=(4Q/3.14*V) 1/2式中：D主管路直径；Q管路设计流量；88.96m3/h，即0.0247 m3/sV管道流速，3.5m/sD=(4Q/3.14*V)1/2=(40.026/3.143.5)1/2=0.095m,考虑应急排水使用，风井井筒中供水管路采用一趟1086mm无缝钢管。大巷供水主管1084.5mm无缝钢管。井下各工作面分支水管计算，考虑水量，消防和生产不同时工作，需满足消防用水量，每个工作面最大用水量按11.67m3/h，(0.0032m3/s)d=(4Q/3.14*V)1/2=(40.0032/3.143)1/2=0.037m,二期巷道施工时，各工作面使用57mm无缝钢管临时供水管,可以满足要求。永久供水系统形成后，施工、生产改用永久供水系统。工作面100m以内使用临时供水管，100m以后供水管按永久设计管路规格和方式安装。3、供水管选型计算供水管选用1086mm无缝钢管，套管焊接，套管选用1216.5mm无缝钢管。采用双绳悬吊，天轮平台锁绳。钢丝绳型号为187+FC-30-1770。(1)供水管路钢丝绳端吊重：供水管部分重=70015.09=10563.00kg 卡具： 单重：7.06Kg 个数：117.00个 总重：826.02kg套管： 单重：2.75kg 个数：117.00个 总重：322.04kg供水管路的水重：截面积高水容重=5823.82kg吊重=+=17696.05kg 每根钢丝绳的端吊重：Q0=17534.89/2=8767.44kg (2)钢丝绳选择：Ps= Q0 /(110B / ma - H0 ) =2.761kg/m试选钢丝绳：187+FC-30-1770绳单位长度重量： Ps =3.51kg/m钢丝绳破断力总和：Qd=64673.67kg钢丝绳自重：H0每米重 Q绳=2650.05kg单根钢丝绳悬吊总重单根钢丝绳端吊重+单根钢丝绳自重8767.44+2650.05=11417.5kg安全系数校核m= Qd /(Q + PsB H0)m= 5.665.00五、通风系统主井临时改绞结束，主井、副井、 回风井实现了三井贯通后，风井开始进行临时改绞；本阶段井巷掘进与临时改绞施工同时进行。风井临时改绞期间进行井架封闭并施工风道措施工程。回风井临时改绞施工前利用凿井期间1趟风筒经平移后固定在井口封口盘,另重新安装1趟800mm风筒，利用地面安装的局部通风机经风筒为井底工作面压入式供风；本阶段主井、风井共有八台局部通风机、四趟风筒，可为井下四个掘进工作面（含停掘未密闭的巷道）供风，在副井与主井贯通巷道处施工挡风墙，墙上部留设小风窗，安设瓦斯传感器，并留设供压风管路，使副井井筒成为独立分区。在风井井筒封口盘上留设1.52m2的通风口，使主井、回风井形成通风网路。本阶段主井井底共4个掘进工作面，由地面局部通风机和井筒内风筒供风，乏风为自然风流流向。待风井临时主扇使用后，将风井2趟风筒拆除，形成主井、副井进风、风井回风的负压通风系统，局部通风机移至井下进风巷道。六、通讯、信号、视频监控、瓦斯监控系统1、通讯在地面设30门电话自动交换机，用于井上下联系，分别在井下信号房、井下变电所、泵房及各工作面设防爆电话。2、信号采用MKVV22 301.5型电缆作为信号电缆，提升信号采用声光信号，使用127V电压，在地面设ZBZ-4.0型照明信号综保。通讯、信号系统选用KXT19型PLC通讯、信号装置一套。地面绞车采用声光信号系统，在井口信号房与绞车房之间设独立声光信号系统，同时设直通电话，供井口信号工与绞车司机直接通话。3、照明井下照明采用ZBX8-4.0型照明综保，照明灯采用防爆白炽灯。4、视频监控风井临时改绞后安装一趟MHYV-75-5型电视监控电缆，实现井上下电视监控。提升系统设SGB-12型电视监控装置一套。井口、井底马头门、井下信号房、提升机司机台、滚筒各设一个摄像头。井口调度室设4台电视监控器，提升机房设2台电视监控器。5、瓦斯监控根据煤矿安全规程、煤矿建设安全规范，使用KJ169型瓦斯监控系统，该系统运行稳定，具备监测监控的各项功能，符合GB 38362000和AQ 62012006规定。KJ169瓦斯监测系统由监测传感器、井下分站、信息传输系统和地面中心站等部分组成。6、弱电电缆选型计算通讯、信号电缆各选用一趟型号为MKVV22 301.5电缆。视频监控电缆选用光纤，瓦斯监控电缆选用MHYA32-1021(1根) ，4根电缆共用一趟187+FC-24-1670悬吊。 电缆重量：通讯电缆电缆型号：MKVV22 301.5 1.287Kg/m (1根)信号监控电缆型号：MKVV22 301.5 1.287Kg/m (1根)视频监控电缆型号：光纤 0.11Kg/m (1根)瓦斯监控电缆型号：MHYA32-1021 0.45Kg/m (1根)总重=971.69+971.69+83.05+339.75=2366.18 Kg卡具重：电缆卡数:239个 单重: 4.00 Kg 总重=956.00Kg端吊重=3322.18 Kg (2)钢丝绳悬吊重：钢丝绳选择：根据公式 Ps=Q/(110B/ma-H0)计算得 Ps=1.110 Kg/m试选钢丝绳：187+FC-24-1670绳单位长度重量：Ps=2.25 Kg/m钢丝绳破断力总和：Qd=39013.67 Kg钢丝绳自重：H0每米重 Q绳=1698.75Kg单根钢丝绳悬吊总重单根钢丝绳端吊重+单根钢丝绳自重3322.18+1698.75=5020.93 Kg安全系数校核ma=Qd/(Q+PSBH0)ma=7.775七、供电系统1、供电设备情况风井改绞期间敷设2趟MYJV42-395高压电缆自地面经井筒至等候室通道。临时变电所内设置高压配电装置14台，KBSG-630/6干式变压器2台作为主、备动力变压器，KBSG-315/6干式变压器4台作为主、副风机电源变压器，2台KBZ-400作为动力总馈电开关，2台KBZ-400作为主风机电源馈电开关，2台KBZ-400作为备用风机电源馈电开关，5台KBZ-200作为5个炮掘工作面的馈电开关，5台KBZ-200作为5台主风机的电源分开关，5台KBZ-200作为备用风机电源的分开关，1台KBZ-200作为下井口操车、摇台设备电源，1台ZBZ-4.0型照明综保作为临时变电所照明电源开关。具体供电设备及其负荷情况见明细表：表3-7.1煤矿二三期工程用电负荷情况明细表；图3-7.1 二三期工程用电系统图图3-7.2 井下临时变电所位置和设备布置图供电系统设计如下：风井临时改绞后，MYJV42-395平方高压电缆（2根）电缆入井利用等候室通道形成井下临时变电所，此阶段按照4个普掘工作面，3个综掘工作面考虑用电情况。根据负荷计算容量为1056KW，确定工作电流：=1056/(1.73260.85)=119A采区电源电缆截面选用电缆型号为：MYJV42-6KV-395符合要求。根据上述负荷计算可知，变压器选择亦符合要求。2、高压电缆选型计算高压电缆选用2趟MYJV42395电缆，采用单根钢丝绳悬吊，天轮平台锁绳。悬吊钢丝绳型号为：187+FC-28-1670。（1）钢丝绳的端荷重电缆重量：型号：MYJV42395 9.438kg/m (2根) 735m总重：6936.93kg2=13873.86kg 卡具重：卡子个数：241.00个 单重:4kg 总重 = 964kg 端吊重=电缆重+卡具重=6936.93+964=7900.93kg（2）钢丝绳悬吊重：钢丝绳选择：根据公式 Ps=Q/(110B/ma-H0)计算得 Ps=2.430Kg/m试选钢丝绳：187+FC-28-1670绳单位长度重量：=3.06Kg/m钢丝绳破断力总和：=53152.86 Kg钢丝绳自重：H0每米重 Q绳=2310.30 Kg单根钢丝绳悬吊总重单根钢丝绳端吊重+单根钢丝绳自重7900.93+2310.30=10211.23Kg安全系数校核ma=Qd/(Q+PSBH0)ma=5.215高压电缆选用1趟MYJV42370电缆，采用单根钢丝绳悬吊，天轮平台锁绳。悬吊钢丝绳型号为：187+FC-20-1670。（1）钢丝绳的端荷重电缆重量：型号：YJV42 - 370 4.207Kg (一根)总重=3176.3Kg卡具重：电缆卡数:237 单重: 4.00 Kg总重:948 Kg端吊重=电缆重+卡具重=4124 Kg（2）钢丝绳悬吊重：钢丝绳选择：根据公式 Ps=Q/(110B/ma-H0)计算得 Ps=1.38Kg/m试选钢丝绳：187+FC-20-1670绳单位长度重量：=1.56Kg/m钢丝绳破断力总和：=27100.1 Kg钢丝绳自重：H0每米重 Q绳=1177.8Kg单根钢丝绳悬吊总重单根钢丝绳端吊重+单根钢丝绳自重4124+1177.8=5301.8Kg安全系数校核ma=Qd/(Q+PSBH0)ma=5.115 3-7.1煤矿二三期工程用电负荷表序号设备名称台数设备容量需用系数Kxcostg计算容量备注安装工作安装工作有功无功视在台台KWKWKWKvarKVA一工作面设备1综掘机EBZ-200339309300.70.850.62651403.67652皮带机663303300.60.850.62198 123 233.13喷浆机5316.516.50.60.850.629.96.111.64调度绞车551451450.30.850.6243.5 27.0 51.15耙装机441801800.60.850.62108 67 1276喷浆机5427.527.50.40.850.62116.8212.9小计：10226331200.7二排水设备 1临时排水泵339453150.60.850.62189117.18222三通风设备1局扇1478404200.90.850.62378 234.4 444.8合计取：ksp=0.9；ksq=0.91430886.1221680.75图3-7-1 二三期一阶段井下供电系统图（1）图3-7-2：井下临时变电所位置和设备布置八、运输系统1、地面运输地面翻矸（煤）系统按照矿方给定的区域施工，形成翻矸与翻煤独立进行；地面选用30/m级钢轨组成环行轨道，运输选用MGC1.7-9B（1.5T）型矿车与翻矸架形成翻矸（煤