灵北施工组织设计

山山西西汾汾西西矿矿业业集集团团灵灵北北煤煤矿矿 2 20 01 12 2年年度度施施工工组组织织设设计计及及灾灾害害预预防防计计划划中中煤煤五五公公司司第第一一工工程程处处二二一一一一年年十十一一月月十十 五五日日- 2 -编编 审审 人人 员员设设计计名名称称 : :山山西西汾汾西西矿矿业业集集团团河河东东煤煤矿矿灵灵北北煤煤矿矿2 20 01 12 2 年年度度施施工工组组织织设设计计及及灾灾 害害预预防防计计划划姓姓 名名职职 务务专业职称专业职称签签 名名日日 期期编编制制审审查查- 3 -目目 录录1工程概况 .- 5 -2工程地质及水文地质 .- 6 -2.1 工程地质情况 .- 6 -2.2 矿井瓦斯情况 .- 7 -2.3 水文情况 .- 8 -3.施工方案与计划安排 .- 9 -3.1 施工方案 .- 9 -3.2 施工计划安排 .- 12 -4施工辅助系统 .- 16 -4.1 提升系统 .- 16 -4.2 运输系统 .- 25 -4.3 压风系统 .- 26 -4.4 排水系统 .- 27 -4.5 供电系统 .- 27 -4.6 通讯、信号及照明 .- 33 -4.7 供水系统 .- 33 -4.8 砼搅拌、输送系统.- 34 -4.9 通风系统 .- 34 -5质量保证体系（质量计划） .- 44 -5.1 质量目标 .- 44 -5.2 质量保证体系程序 .- 44 -5.3 作业指导书 .- 48 -5.4 检验、实验和试验 .- 48 -5.5 质量保证措施 .- 49 -5.6 工程质量管理体系 .- 49 -5.7 安全质量标准化要求 .- 53 -6环境管理 .- 57 -6.1 废弃物处置 .- 57 -6.2 危险品控制 .- 58 -6.3 节能降耗 .- 58 -6.4 对不符合的控制 .- 58 -6.5 环境管理安全措施 .- 58 - 4 -7职业健康与安全技术措施 .- 59 -7.1 危险源辩识 .- 59 -7.2 职业健康安全风险的确定及风险控制 .- 59 -7.3 职业健康安全运行控制 .- 60 -7.4 应急准备和响应 .- 60 -7.5 主要安全技术措施 .- 60 -7.5.1 职业健康 .- 60 -7.5.2“入井人员安全技术措施 .- 61 -7.5.3 爆破安全技术措施 .- 61 -7.5.4“一通三防”管理 .- 63 -7.5.5 顶板管理 .- 67 -7.5.6 运输管理 .- 67 -7.5.7 电气设备使用安全措施 .- 68 -7.5.8 防治水安全措施 .- 69 -7.5.9 电机车运输安全措施 .- 69 -7.5.10 综掘机使用安全措施 .- 69 -7.5.11 超前钻探安全技术措施 .- 71 -8.灾害预防计划 .- 72 -8.1 矿井安全条件，重大危险源检测评估情况 .- 72 -8.2 可能发生事故的地点和因素 .- 73 -8.3 矿井灾害预防及处理措施 .- 73 -8.3.1 水害事故的预防及处理措施 .- 73 -8.3.2 瓦斯灾害的预防及处理措施 .- 75 -8.3.3 火灾事故的预防及处理措施 .- 80 -8.3.4 顶板事故的预防及处理措施 .- 81 -8.3.5 煤尘爆炸事故的预防及处理措施 .- 83 -8.3.6 运输提升事故的预防及处理措施 .- 84 -8.3.7 机电事故的预防及处理措施 .- 85 -8.3.8 综合处理措施 .- 86 -8.4 救灾物资和救灾组织 .- 86 -8.4.1 救灾物资及管理 .- 86 -8.4.2 避灾组织及避灾路线 .- 87 -8.4.3 矿井发生重大事故的抢救及有关人员职责 .- 87 -8.4.4 必备的技术资料 .- 89 -8.4.5 矿井应按不同场所和作业对象设置各种安全标志牌 .- 89 -8.4.6 煤矿救护一般规定 .- 90 - 5 -8.4.7 事故汇报程序和单位领导通知方法 .- 91 -8.5 灵北项目部 2012 年度教育培训计划 .- 91 -9 灾害预防和处理计划的贯彻执行和实施 .- 93 -山西汾西矿业有限责任公司灵北矿井山西汾西矿业有限责任公司灵北矿井 20122012 年年施工组织设计及灾害预防和处理计划施工组织设计及灾害预防和处理计划1工程概况工程概况山西汾西矿业公司灵北煤矿位于山西省灵石县两渡镇境内，距灵石县城约 20 公里，采用斜井开拓方式 。目前，主、副、斜三条斜井均已贯通，形成了主、副斜井进风，回风斜井回风的全负压通风系统，工程项目已全面进入二期工程的施工。根据施工计划，+620m 水平胶带巷、+620m 水平回风巷在年初施工完成后，上组煤进行一采区轨道、一采区胶带大巷、一采区回风大巷、5#煤层甩车场的施工，期间实现 2104 工作面的投产；下组煤进行+530m 水平轨道大巷、+530m 水平胶带大巷、+530m 水平回风大巷，期间实现下组煤采区的投产。2012 年施工作业计划，上组煤：+620m 水平回风大巷、+620m 水平胶带大巷、一采区轨道巷、一采区胶带大巷、一采区回风巷、5#煤层轨道大巷、5#煤层甩车场；下组煤+530m 水平轨道大巷、+530m 水平胶带大巷、+530m 水平回风大巷、通风联络巷、9101 工作面回风顺槽。附：工程平面图（图 1） 、灵北矿井 2012 年度工程施工计划表及工程技术特征表1-1。灵北矿井灵北矿井 20122012 年施工主要工程技术特征表年施工主要工程技术特征表工程技术特征序号工程名称掘进断面净 断 面支护形式工 程 量 m2012 年计划完成量 m1+620m 水平回风大巷17.2315.67锚网喷7591362+620m 水平胶带大巷18.9818.32锚网喷7591273一采区轨道巷13.7112.28锚网喷20569164一采区胶带大巷16.7314.34锚网喷20849215一采区回风大巷13.7112.28锚网喷211593065#煤层轨道大巷16.7815.21锚网喷759730- 6 -75#煤层甩车场16.7815.21锚网喷374.7593158+530m 水平轨道大巷19.5116.82锚网喷2463.96029+530m 水平胶带大巷19.5117.32锚网喷2195.042185010+530m 水平回风大巷19.5117.82锚网喷2487.34210611通风联络巷18.9817.32锚网喷2525129101 工作面回风顺槽18.9817.32锚网喷2525合计86802工程地质及水文地质工程地质及水文地质井田内出露地层及钻孔、井筒施工实际揭露的地层老至新有：奥陶系中统上马家沟组（O2s） 、峰峰组（O2f） ，石炭系中统本溪组（C2b） 、上统太原组（C3t） ，二叠系下统山西组（P1s） 、下石盒子组（P1x） ，上统上石盒子组（P2s） 、第三系（N） 、第四系（Q）地层。2.12.1 工程地质情况工程地质情况2.1.12.1.1 上组煤巷道施工主要地层自上而下为：上组煤巷道施工主要地层自上而下为：细粒砂岩，层厚 4.25m，灰色，中厚层状，波状纹理含大量植物根茎化石，中部夹薄层泥岩，石英为主，长石次之；泥岩，层厚 3.7m 深灰色，薄层状均匀层理，平坦状断口，含少量植物根茎化石，局部破碎；粉砂岩，层厚 3.45m，深灰色，薄层状，波状纹理参差状断口含少量植物根茎化石；砂质泥岩，层厚 3.1m 灰色，中厚层状，均匀层理，层次状断口，具斜裂隙，含不完整植物根茎化石；2#煤层，层厚 0.7-1.5m，黑色，粉末状，亮煤为主，暗煤次之，玻璃光泽，煤层结构复杂，含 0-3 层夹矸，夹矸厚 0.05-0.69m。煤层发育较稳定。煤层的直接或间接底板为含泥质薄层的细粒砂岩，具典型的潮汐层理，即波状、脉状、透镜状层理，是确定该煤层的重要依据；泥岩，层厚 0.89m，深灰色，厚层状水平纹理，平坦状断口，具垂直裂隙，方解石填充，含大量植物根茎化石；- 7 -砂质泥岩，层厚 3.5m，灰色，中厚层状均匀层理，层次状断口，具斜裂隙，含不完整植物根茎化石，上部有薄层菱铁质泥岩。细粒砂岩，层厚 4.15m，灰白色，中厚层状，波状纹理，含星闪状云母片，分选中等，石英为主，长石次之；砂质泥岩，层厚 4.25m，深灰色，中厚层状，均匀层理，松软，局部破碎；粉砂岩，层厚 3.05m，灰色，中厚层状，波状纹理，参差状断口，具斜裂隙；细粒砂岩，层厚 1.3m，灰色，薄层状，波状纹理，含泥质条纹，具斜裂隙，方解石填充，石英为主，长石次之；砂质泥岩，层厚 2.55m，中厚层状，均匀层理，松软，局部破碎；泥岩，层厚 3.5m，厚层状水平纹理，平坦状断口，具垂直裂隙，方解石填充，含不完整植物根茎化石；粉砂岩，层厚 4.45m，深灰色，中厚层状，水平纹理，参差状断口；泥岩，层厚 3.63m，厚层状，水平纹理，平坦状断口，具垂直裂隙，含不完整植物根茎化石，岩层中夹 0.29m 后煤线；5#煤层，层厚 0.56-1.8m，黑色，粉末状，亮煤为主，暗煤次之，玻璃光泽，属半亮型煤，层位稳定，结构简单，长具炭质泥岩伪顶和伪底，直接或间接底板 K6 砂岩，为褐灰色，中粗砂岩，屑石英砂岩，表面极为粗糙；砂质泥岩，层厚 1.41m，深灰色，中厚层状，均匀层理，松软，局部破碎；2.1.22.1.2 下组煤巷道施工主要地层自上而下为：下组煤巷道施工主要地层自上而下为：K2 石灰岩，层厚 7.5m，灰色，厚层状，隐晶结构，参差状状断口，与酸起反应。9#煤层，层厚 1.3m，黑色，粉末状，亮煤为主，暗煤次之，玻璃光泽，属半亮型煤。泥岩，层厚 3.6m，灰黑色，厚层状，水平纹理，参差状断口，局部松软破碎。 10#煤层，层厚 4.3m，黑色，粉末状，亮煤为主，暗煤次之，玻璃光泽，属半亮型煤。中间夹矸两层，分别为 0.45m，0.37m。泥岩，层厚 2.75m，深灰色，厚层状，均匀层里，平坦状断口，含少量植物根茎化石；11#煤层，层厚 0.91m，黑色，粉末状，亮煤为主，暗煤次之，玻璃光泽，属半亮- 8 -型煤。泥岩，层厚 1.19m，灰黑色，厚层状，水平纹理，平坦状断口，具斜裂隙未充填。2012 年施工区域内无大的断层、褶曲、陷落柱等地质构造。附：地质柱状图附：地质柱状图2.22.2 矿井瓦斯情况矿井瓦斯情况根据施工时实测得到的数据，矿井的最大绝对涌出量在 0.375m3/min 左右。2.32.3 水文情况水文情况矿井 2#、5#、9#、10#、11#煤层以裂隙含水层充水为主，属弱富水性含水层。上组煤（2#、5#）水文地质条件简单，下组煤（9#、10#、11#）离奥灰较近，局部地段为带压施工区域。2.3.12.3.1 2#2#煤层充水因素煤层充水因素2#煤层顶板充水主要为掘采时形成导水裂隙带内砂岩裂隙含水层水，即 2#煤层顶板砂岩裂隙地下水，但该含水层段裂隙不发育，补给条件差，地下水为静储量为主。井田内 2#煤层位于太原组 K2岩溶裂隙含水层及峰峰组二段碳酸盐岩岩层裂隙含水层水位之下，存在熔岩裂隙水通过断层或陷落柱对煤层产生侧向突水的可能。生产施工中坚持“预测预报，有掘必探，先探后掘，先治后采”的原则。2.3.22.3.2 5#5#煤层充水因素煤层充水因素5#煤层顶板充水主要为开采时形成导水裂隙带内砂岩裂隙含水层水，但该含水层段裂隙不发育，补给条件差，地下水以静储量为主。勘探区内部分：5 #煤层位于太原组 K2岩溶裂隙含水层及峰峰组二段碳酸盐岩岩层裂隙含水层水位之下。存在熔岩裂隙水通过断层或陷落柱对煤层产生侧向突水的可能或存在熔岩裂隙水通过断层或陷落柱沟通其他含水层对煤层产生侧向突水的可能。生产施工中坚持“预测预报，有掘必探，先探后掘，先制后采”的原则。井田内地形不利于大气降水入渗。对矿床充水的含水层富水性弱，且井田内断层及陷落柱稀少，对岩层破坏程度小，含水层之间联系微弱或无联系。综上所述，井田内水文地质条件简单。井田 2、5 号煤层开采以上覆砂岩裂隙含水层为主要充水含水层。井田水文地质勘探类型确定为二类一型。2.3.32.3.3 9 9、1010、11#11#煤层充水因素煤层充水因素- 9 -9、10、11#煤层顶板充水主要为开采时形成导水裂隙带内太原组岩溶裂隙含水层水，即 K2、K3、K4 岩溶裂隙水。K2 岩溶裂隙水富水性弱强。局部受构造影响，富水性好。 9、10、11#煤层底板充水：煤层位于峰峰组二段碳酸盐岩岩溶裂隙含水层水位之下。由设计可知施工下组煤二期工程时，+530m 水平轨道巷标高最低，根据矿方提供的193 号钻孔质料显示，+530m 水平轨道巷距奥陶系灰岩铅垂距为 24m，奥陶系灰岩含水层静水位为+544.000m。因此，施工中注意观察突出预兆，施工中坚持“有掘必探、先探后掘”的防治水原则。勘探区内 9、10、11 号煤层位于峰峰组二段碳酸盐岩岩溶裂隙含水层水位之下，存在岩溶裂隙水通过断层或陷落柱对煤层产生侧向突水的可能或存在岩溶裂隙水通过断层或陷落柱沟通其他含水层对煤层产生侧向突水的可能。因此在断层或陷落柱附近一定要留防水煤柱，防止侧向突水。3.施工方案与计划安排施工方案与计划安排3.13.1 施工方案施工方案目前，灵北矿井已形成了主、副斜井进风，回风斜井回风的全负压通风系统，主斜井皮带、一采区胶带巷皮带、上组煤煤仓、2#煤轨道巷 1#溜煤眼、一采区轨道巷 1#溜煤眼、上组煤一采区 2#溜煤眼已投入使用，根据工程衔接情况分两阶段施工。3.1.13.1.1 第一阶段：第一阶段：21042104 工作面系统形成之前：工作面系统形成之前：掘进工作面一：施工完北侧段的+620m 水平回风大巷后，转入施工一采区轨道巷。该段巷道排矸利用上组煤一采区 2#溜煤眼、一采区胶带巷皮带、上组煤仓及主斜井皮带提升至地面。掘进工作面二：+620m 水平胶带大巷完成后，转入施工一采区回风大巷。该段巷道排矸利用与 2101 工作面轨道顺槽的交叉立眼将矸石溜到 2101 工作面轨道顺槽里，再利用耙矸机将矸石耙至上组煤一采区 2#溜煤眼内，然后转载至一采区胶带大巷皮带上，通过上组煤仓及主斜井皮带提升至地面。掘进工作面三：正南方向施工+620m 水平回风大巷，直至与 2#煤层轨道巷联络巷贯通。该段巷道排矸利用 2#煤层轨道巷溜煤眼、一采区胶带巷皮带、上组煤仓及主斜井皮带提升至地面。- 10 -掘进工作面四：施工副斜井 5#煤层甩车场及其与轨道巷连接，直至施工完成。该段巷道排矸利用副斜井主提提升系统串车提升至地面。下组煤工作面一：+530m 水平胶带大巷采用综掘机械化掘进，该段巷道排矸利用+530m 水平胶带大巷的皮带、下组煤仓及主斜井皮带提升至地面。3.1.23.1.2 第二阶段：第二阶段：21042104 工作面系统形成后：工作面系统形成后：掘进工作面一：一采区轨道巷暂停施工后，转入下水平+530m 水平轨道巷的施工，该段巷道排矸利用耙矸机配套皮带、刮板输送机及+530m 水平胶带巷皮带、下组煤仓、主斜井皮带提升至地面。掘进工作面二：一采区回风大巷暂停施工后，转入一采区胶带大巷的施工，该段巷道排矸利用一采区胶带大巷皮带、上组煤仓及主斜井皮带提升至地面。掘进工作面三：+620m 水平回风巷暂停施工后，转入 5#煤层轨道大巷的施工，该段巷道排矸利用副斜井主提串车提升至地面。下组煤工作面一：+530m 水平胶带巷施工结束后，将施工通风联络巷、+530m 水平轨道巷、9101 工作面回风顺槽。下组煤工作面二：副斜井 5#煤层甩车场施工结束后，将采用综合机械化施工+530m水平回风大巷，该段巷道排矸通过刮板输送机转载至+530m 水平胶带大巷皮带上，利用下组煤仓及主斜井皮带运输至地面。施工期间上组煤材料、设备从副井井筒主提上下至 2#煤层甩车场，然后转载至各掘进工作面。下组煤材料、设备通过副井井筒副提上下至井底车场，然后利用矿车经+530m 水平轨道大巷运至各工作面。备注:2012 年施工计划若矿方整体部署调整，施工计划将进行调整。3.1.43.1.4 炮掘法掘进炮掘法掘进根据施工能力配备及工程特征，上组煤所有巷道、2#煤、5#煤大巷均采用普通炮掘施工。掘进：采用 YT-26 型风钻打眼，全断面一次钻进，钻眼深度为 2.2m。为确保钻眼质量及速度，实行定人、定位、定工作量的分片包干制。钻眼爆破作业要严格按爆破设计施工，保证钻眼、装药、联线，放炮等各工序的质量，并根据岩石硬度等实际情况，及时调整爆破参数，提高爆破效果，确保巷道成型。钻眼时，除掏槽眼以外的所- 11 -有炮眼，眼底均要落到同一平面内，炮眼角度符合要求。钻眼完成后，将炮眼内岩（煤）粉用压风吹净，然后按爆破图表要求进行装药，经检查无误后，方可进行联线，联线方式为串联，将每个雷管的脚线连在一起，并检查有无漏连，无误后与母线联接。放炮前工作面附近所有的设备要进行掩护，人员撤离到安全地点躲避，起爆地点到爆破地点的距离必须在作业规程中具体规定。爆破采取毫秒延期电雷管全断面一次爆破方式。钻眼爆破法施工要根据围岩的不同情况来调整爆破参数，严格按爆破图表施工，光面爆破周边眼保证爆破后眼痕率在 85%以上，不得欠挖，局部超挖控制在 150mm 以内。顶帮锚网安装：顶部锚杆安装采用 MQT-120 型气动锚索钻机打眼及安装。帮锚杆钻孔及安装采用 YT-26 型风钻施工。顶部锚杆施工时，先施工顶板中央锚杆孔，然后连接钢筋网。在指定锚杆位置打孔后，将锚固剂药卷装入孔内，利用锚杆机把带有钢筋网、钢筋梯子梁、托盘、螺母等部件的锚杆推入设计位置并搅拌 20s，停机 30-50s 使树脂固化，然后再启动钻机，使用锚杆快速安装器将锚杆螺母拧紧，坚持打一孔注一孔。两帮锚杆滞后拱部锚杆 1-2 排施工，施工顺序自上而下，由后向前逐排进行。锚杆安装完毕完备，最后用风动锚杆机拧紧螺母。顶锚杆用 MQT-120 型气动锚索钻机打、装，帮锚杆采用 QMS-30 帮锚杆钻眼，MQS-90J 气动锚杆安装机安装锚杆。喷射混凝土：工作面锚网支护完成后，立即进行初喷支护，喷厚不低于 50mm，喷砼紧跟工作面，及时封闭围岩。喷射砼前，应清洗岩面，喷射作业中严格控制水灰比，喷砼表面应平整，湿润光泽。炮掘施工巷道通过耙矸机耙至 1.5t 矿车内，经蓄电池电机车牵引串车运输至2#、5#煤甩车场。采用“三、八”工作制，掘进、出矸、临时支护、永久支护多工序平行交叉作业，最大限度地提高作业效率。3.1.53.1.5 综合机械化掘进综合机械化掘进综掘设备：+530m 水平胶带大巷、+530m 水平回风大巷施工采用综合机械化掘进，- 12 -所需 EBM-200 型综掘机 2 台、DSJ80/40/2*55 型可伸缩双向带式输送机 4 部、DSJ100/70 型可伸缩双向带式输送机 2 部、DSJ120/100 型可伸缩双向带式输送机 2 部、SGW-620/40T 型刮板运输机 2 部。(一) 工艺流程：准备截割转载运输退出支护。(二) 操作要点：a、交接班后，开机截割，经综掘机扒装系统转载到后部运输机运输。b、在截割、运输时，及时准备支护材料。c、截割完毕立即挂网，往前移动前探梁进行临时支护,加牢固后,再按照由中间向两帮的顺序打锚杆眼并安装锚杆,上紧托盘进行永久支护。d、巷道掘进的同时后部进行铺设临时轨道、巷道四清及运送物料等工作。截割方法、顺序为了确保巷道成形，巷道采用横向往复式截割，并按照先下后上、先中间后四周的原则截割。综掘机截割时将截割头调至巷道中,由巷道下中部开口进刀,左右摆动,割出横槽,然后由下向上截割,进刀深度以 0.5m 为宜，先截割至与设计接近的断面，最后从巷道的左下角进刀截割至设计断面。截割工作完成后，退出综掘机进行支护，支护工作完成后再开始进行下一个循环截割。综掘机截割顺序见图 3-1。21图图3-13-1：综掘机截割顺序示意图：综掘机截割顺序示意图说明：、本图为机掘巷道截割滚筒运行轨迹示意图。 、图中 1 点为滚筒进刀起始点。 、图中 2 点为刷宽成巷起始点。3.1.63.1.6 临时支护采用单体液压支柱临时支护采用单体液压支柱采用打单体液压支柱作为临时支护。爆破后, 班长指派一名有经验的老工人站在- 13 -永久支护下用长钎杆或长柄工具对工作面进行严格的敲帮问顶，找净找掉顶帮的活矸活煤，在确认顶、帮安全无误后，利用不少于 3 根液压支柱对顶板进行临时支护，液压支柱必须穿鞋戴帽。3.23.2 施工计划安排施工计划安排3.2.13.2.1 施工计划安排施工计划安排第一个工作面：+620m 水平回风大巷（北段）一采区轨道大巷+530m 水平轨道大巷第二个工作面：+620m 水平胶带大巷一采区回风巷一采区胶带大巷第三个工作面：+620m 水平回风大巷(南段)5#煤层轨道大巷第四个工作面：副斜井 5#煤层甩车场及其与轨道巷连接+530m 水平回风大巷第五个工作面：+530m 水平胶带大巷通风联络巷+530m 水平轨道大巷9101 工作面回风顺槽3.2.23.2.2 施工设备计划施工设备计划施工主要设备表施工主要设备表 表 3-2序号设备名称规格型号数量备注一掘进排矸设备1综掘机EBM-2002 台2耙矸机P-120B3 台3耙矸机P-90B2 台4耙矸机P-60B1 台5湿式振弦除尘风机ZMJC-C 7.5KW 660V/1140V6 台6矿车1.5 吨100辆后增至 2007可伸缩双向带式输送机DSJ80/40/2*55 660/11404 部8可伸缩双向带式输送机DSJ100/70 660/11402 部矿方提供- 14 -9可伸缩双向带式输送机DSJ120/100 660/11402 部矿方提供10刮板运输机SGW-620/40T 660/1140V2 套11翻罐笼1.5T2 套12蓄电池电机车CDXT-5B2 台13蓄电池电机车CTY5/6GB1 台1425KW 小绞车JD-2510 台1540KW 小绞车JD-401 台1611.4KW 小绞车JD-11.45 台二通风、排水、压风1风动泵BQF-50/257 台2潜水排沙泵BQS15-30-4KW10 台3多级卧泵MD460-60*65 台矿方设备4多级卧泵MD46-50*62 台5多级卧泵MD85-67*51 台6局部通风机FBDNO6.3-2*1512 台7局部通风机FBDNO7.3-2*306 台8压风机SA120A5 台三砼搅拌、输送设备1搅拌机JS-5001 台2电子自动计量系统PLD-16001 套3喷浆机PC7I（B）660/1140V7.5KW10 台四供电设备1变压器KBSG-500/10（6）/1.14(0.69)KV4 台风机- 15 -2变压器KBSGZY -500/10（6）/1.14(0.69)KV6 台工作面动力3变压器KBSGZY -630/10（6）/1.14(0.69)KV3 台矿方提供4矿用隔爆高压配电开关PBG-100/1028 台5矿用隔爆高压配电开关PBG-500/10Y3 台6矿用隔爆高压配电开关PBG-315/10Y2 台7矿用隔爆低压配电开关KBZ-400/1140（660）20 台8井下监控分站KJ70N10 套分站根据现场配置五其他设备1装载机ZL-50G1 台2江铃汽车JX1043DSLA21 台3电焊机BX3-50010 台4矿灯充电架KCLA-102（W）7 架5经纬仪J21 台6水平仪S31 台7激光仪DJE-1 型7 台3.2.33.2.3 劳动力配备计划劳动力配备计划 根据施工计划安排，劳动力配备分普通法掘进和综合机械化掘进。普通法掘进每个掘进队劳动力配备普通法掘进每个掘进队劳动力配备 表 3-3序号工种人数备注1打眼工432放炮工23- 16 -3打锚索工234喷浆工635耙矸机司机136调度绞车司机337信号把钩工638维护工139班长1310跟班干部1311小计81综合机械化掘进每队劳动力配备 表 3-4序号工种人数备注1掘进机司机232打锚杆工433打锚索工234攉煤工435刮板机司机136胶带机司机337信号工238维护工239跟班干部1310跟班班长23合计69人员配备：运搬队：72 人；机电科：41 人；通风队：31 人；其它管理辅助人员：35 人；合计：179 人。- 17 -综上，全项目部大巷掘进期间，配备 3 个炮掘队，两个综掘队，共需配备人员配置为 381 人，加后勤辅助人员 179 人，总计 560 人。4 4施工辅助系统施工辅助系统4.14.1 提升系统提升系统4.1.14.1.1 主斜井井筒提升系统主斜井井筒提升系统: :1、主斜井井筒内由甲方安装一部型号为 DTL120/850/2*710 的皮带输送机（皮带使用和维护由我方人员负责） ，井下各工作面的煤和矸经过各巷道的带式输送机或刮板输送机至下、下组煤仓，煤仓内煤或矸石再通过转载给煤机转载到主井筒内主皮带最后由主井筒内主皮带运往地面选煤场。 2、在主斜井筒内另一侧还安装了一部型号为 RJY75-16/1030 型的架空乘人装置，专门用来运送上、下井人员。其主要技术参数如下型号单位RJY75-16/1030最大适应工作坡度16最大工作适应距离M1030电机型号/YBZ-315S-6驱动电机功率KW75减速机型号/GCWS-400-71-31制动器型号/BYWI3B-400/125最大运行速度m/s1.12牵引钢丝绳直径mm24牵引钢丝绳型号/6*19S-FC牵引钢丝绳最大静张力KN72.98牵引钢丝绳最大静张力差KN21.73牵引钢丝绳最小破断拉力KN483钢丝绳最低安全系数/6围包角度180驱运轮直径mm1500迂回轮直径mm1500- 18 -尾轮最大预紧张力KN37尾轮张紧最大行程M9双向最大输送效率人/h510同时乘坐人数人250驱动轮轮衬摩擦系数/0.25系统电压V380/660V托轮间距M8吊椅间距M12尾轮张紧形式/重锤张紧张紧钢丝绳直径Mm12张紧钢丝绳最小耍破断拉力KN69.84.1.24.1.2、副斜井提升系统方案：、副斜井提升系统方案：副井主、副提都采用 3 辆 1.5t 矿车串车提升物料，轨距均为 600mm，规格为22kg/m。副斜井主提主要服务于 2 号甩车场的物料和矸石运输，副斜井副提服务于下水平物料下放和串车提升。井下在 2#甩车场巷道、副斜井井底车场布置平车场，满足上、下水平工作面运输需要。地面在井口设置甩车场，主副斜井中部布置环形车场，轨距为 600mm，轨型 22/m，轨道坡度按 3施工，在井筒两侧各设信号房；地面设置简易翻矸系统，人工推车翻矸，装载机装矸，汽车排矸。拌料系统设置在副斜井井口东侧，布置一台 JS-500 搅拌机，配备一台 PLD-1600自动计量上料系统；布设轨道与环形车场沟通。 绞车主要技术参数表绞车主要技术参数表型号或参数序号项 目主提副提备注1提升机JK-2.0/20JK-2.0/202最大静张力kgf600060003最大静张力差kgf600060004电机功率kw2802005电机转速(rpm/min)735587- 19 -6最大提升速度m/s3.843.077选用钢丝绳直径mm24.524.58提升容器m31.7*31.7*39天轮规格mm2000160010钢丝绳终端载荷kgf117221072211钢丝绳破断力总和(kgf)393724018812钢丝绳安全系数7.78.1一、在矿方永久提升绞车房安装之前，副斜井主提主要服务于一、在矿方永久提升绞车房安装之前，副斜井主提主要服务于 2 2 号甩车场的物料号甩车场的物料和矸石运输，副斜井主提运输物料按照和矸石运输，副斜井主提运输物料按照 3 3 辆辆/ /钩，提升矸石钩，提升矸石 3 3 辆辆/ /钩；根据现有电机满钩；根据现有电机满足施工需要，先以运输物料选型计算如下：足施工需要，先以运输物料选型计算如下：1、绞车 JK-2.0/20 Vm=3.84m/s D=2.0m B=1.5m 电机参数 280kw 735r/min 最大静张力 60KN最大静张力差 60KN2、 提升容器 1.5 吨矿车 自重：718Kg3、提升钢丝绳的选型及校核提升物料荷重 Q=0.8VjVg=0.81.732100=8568kg提升钢丝绳终端载荷 Q0 =Q+QZ =8568+7183=10722Kg钢丝绳单位长度重量 PS （Kg/m） PS = Q0(sin+1 cos)/110B /9.81ma-L(sin+2cos) =10722（sin210 +0.01 cos210）/1101670/9.816.5-550（sin210 +0.2 cos210）=1.52Kg/m选择钢丝绳据 PSB PS查表选钢丝绳型号为 67-24.5-1670 - 20 -PSB=2.02Kg/m 钢丝破断拉力总和 40163kgf钢丝绳安全系数校核 m= Qd/ Q0（sin+1 cos）+ PSBL（sin+2cos）=40163/10722（sin210 +0.01 cos 210）+2.02550（sin210 +0.2 cos 210）=40163/4933.5=8.86.5 符合安全规程规定4、提升机强度校验：最大静张力差为： Fj= Q0（sin+1 cos）+ PSBL（sin+2cos） = 10722（sin210 +0.01 cos210）+2.02550（sin210 +0.2 cos210）=4823.5kg PS查表选钢丝绳型号为 67-24-1670 PSB=2.02Kg/m 钢丝破断拉力总和 39959kgf钢丝绳安全系数校核 m= Qd/ Q0（sin+1 cos）+ PSBL（sin+2cos）=39959/10722（sin210 +0.01 cos 210）+2.02800（sin210 +0.2 cos 210）=39959/4933.5=8.26.5 符合安全规程规定4、提升机强度校验：最大静张力差为： Fj= Q0（sin+1 cos）+ PSBL（sin+2cos） = 10722（sin210 +0.01 cos210）+2.02800（sin210 +0.2 cos210）=4819kg 200KW 由于物料是从地面下放到井下，因此，电机满足要求。2）运输矸石计算如下；1、绞车 JK-2.0/20 Vm=3.7m/s D=2.0m B=1.5m 电机参数 256kw 720r/min 最大静张力 60KN最大静张力差 60KN2、 提升容器 1.5 吨矿车 自重：718Kg3、提升钢丝绳的选型及校核- 22 -提升物料荷重 Q=0.8VjVg=0.81.731600=6528kg提升钢丝绳终端载荷 Q0 =Q+QZ =6528+7183=8682Kg钢丝绳单位长度重量 PS （Kg/m） PS = Q0(sin+1 cos)/110B /9.81ma-L(sin+2cos) =8682（sin210 +0.01 cos210）/1101670/9.816.5-800（sin210 +0.2 cos210）=1.62Kg/m选择钢丝绳据 PSB PS查表选钢丝绳型号为 67-24.5-1670 PSB=2.02Kg/m 钢丝破断拉力总和 39959kgf钢丝绳安全系数校核 m= Qd/ Q0（sin+1 cos）+ PSBL（sin+2cos）=39959/8682（sin210 +0.01 cos 210）+2.02800（sin210 +0.2 cos 210）=9.86.5 符合安全规程规定4、提升机强度校验：最大静张力差为： Fj= Q0（sin+1 cos）+ PSBL（sin+2cos） =11576（sin210 +0.01 cos210）+2.02800（sin210 +0.2 cos210）=4069kg 6000 kg提升机强度能够满足需要5、电机功率估算：P=KB FjVmB/102c =1.240733.07/1020.85=173KW 200KW 符合要求二、副提升绞车（二、副提升绞车（JK-2.0/20)JK-2.0/20)电气调试计算电气调试计算(1) 失压脱扣器整定a、吸引电压不高于额定电压的 85%即 U 吸=0.85Ue/Ky=0.856000/60=85Vb、释放电压约为额定电压的 60%- 23 -即 U 放=0.6Ue/Ky=0.66000/60=60V式中：Ky-电压互感器变比，6000/100(2) 电流速断电流速断用做电动机的短路保护。Iaq=KrelKcmI1n/Ki式中：Krel-可靠系数，取 1.6；Kc-接线系数，取 1；m -电动机最大力矩相对值，1.82；I1n -电动机定子额定电流，38A;Ki-电流互感器变比，为 100/5；q1.611.8238/205.5(3) 过流保护反时限动作用做电动机的过流保护。Iaoc=KrelKcI1n/(KiKret)式中：Krel-可靠系数，取 1.2;Kret-继电器返回系数，取 0.85;Kc、I1n、Ki同上。1.2381/（0.8520）2.68(4) 加速电流继电器采用纯时间控制，把电流继电器作为限流元件：a、吸引电流iat=1.051I1n/Ki =1.051.438/202.79A式中：1-起动切换力矩上限相对值。1.4；b、释放电流ir=Kretiat=0.82.79=2.23A式中：Kret-返回系数，取 0.8(5) 过速继电器- 24 -GSJ2 继电器，作为等速阶段过速保护用，按规程要求过速 15%起保护作用，所以整定值为：Uat=1.15EN=1.15220=253V式中：EN-测速发电机直流输 V；(6) 时间继电器继电器1SJ2SJ3SJ4SJ5SJ6SJ7SJ8SJXHJ时长0.750.7510.560.310.170.10.050.5现场施工时，若电机功率、电流互感器比及电流继电器等设备参数与计算中使用的参数不符时，应及时进行计算调整。三、副提液压站计算三、副提液压站计算 确定最大力矩确定：1、最大静张力差Fjc=4933.5Kg9.81=48398N2、最大静张力矩Mjmax=FjcD/2=483981.0=48398N.m式中：D-滚筒直径，2.0m；3、最大制动力矩（1）未考虑残压影响所需制力矩：Mzmax3Mjmax=348398Nm=145193Nm（2）考虑残压影响所需制动力矩:MzmaxMzmax+9.812nPzaRcp=145193+9.812451011.150.45 N.m=165703N.m式中：n-盘形制动器对数，n=4；Pz-电液调节阀残压，取 Pz=5kg/cm2;A-盘形制动器活塞面积，查得 A=101cm2；- 25 -Rcp-盘形闸磨擦半径， ，查得 Rcp=1.15m；-闸瓦磨擦系数，查得 =0.45。(3)根据上述计算确定最大制动力矩：Mmax=165703N.m制动油压确定：1、制动系统贴闸皮油压 Pt:MzmaxPt= 0.0981 2nRcpag165703= 0.0981241. 151010.459.81=3.92Mpa2、最大制动油压Ps=Pt+C=3.92+1.65=5.57MPa5.96 MPa式中：C-制动闸综合阻力，查得 1.65 MPa。现场整定取 Ps=5.6Mpa，小于该液压站最大油压值 5.96Mpa。4.1.34.1.3 提升系统安全设施提升系统安全设施副斜井采用串车提升，在离副井口 30m 的位置安装一套天轮平台在天轮平台上安设一套 1.6m 的天轮。天轮周围设置防护栏。地面入井轨道在入井口处应采用不少于两道绝缘道夹板和绝缘螺栓连接，间距不得小于一列车长度，所有入井轨道、金属管路在井口必须可靠接地，在井口适当位置装设可靠的避雷装置。副井运输线路均必须按规定设置“一坡三挡” ，变坡点以上 2m 设置一道标准阻车器；井口设置联动安全门，在在井筒中离地面 80mm 的位置安装一道斜井防跑车装置； 主井左侧安装一部 1.2m 宽的皮带。皮带外侧设置高度不低于 2m 的栅栏。防止人员误入或矸石掉落伤人。皮带设有急停、防皮带拉断坠落，语音报警装置，防跑偏等- 26 -综合保护装置。主井右侧安装一套架空乘坐装置。与皮带有保持大于 1m 的安全距离。主井筒内沿途设有照明，上、下车站设有提示标志和下、下车平台。架空乘人装置有急停、超速、越位等综合保护装置。4.24.2 运输系统运输系统第一阶段上组煤四个工作面分别施工一采区轨道巷、+620m 水平回风巷、一采区回风巷、副斜井 5#煤层甩车场及其与轨道巷连接，采用炮掘掘进的采掘方式，下组煤采用综合机械化掘进+530m 水平胶带大巷。各工作面施工时，具体溜煤（矸）路线如下：施工一采区轨道巷的煤（矸）运输路线：工作面上组煤一采区 2#溜煤眼一采区胶带巷皮带上组煤仓主斜井井筒皮带地面。施工一采区回风巷的煤（矸）运输路线：工作面2101 工作面轨道顺槽与一采区回风巷的交叉回风立眼2101 工作面轨道顺槽一采区轨道大巷 1#溜煤眼一采区胶带大巷皮带上上组煤仓主斜井皮带地面。施工+620m 水平回风巷工作面2#煤层轨道巷 1#溜煤眼一采区胶带巷皮带上组煤仓地面。施工副斜井 5#煤层甩车场的煤（矸）运输路线：工作面副斜井主提地面。施工+530m 水平胶带大巷的煤（矸）运输路线：工作面+530m 水平胶带大巷的皮带下组煤仓主斜井皮带地面。第二阶段上组煤分别施工一采区胶带大巷、5#煤层轨道大巷，采用炮掘方式掘进。下组煤三个工作面分别是+530m 水平轨道大巷、+530m 水平胶带大巷、+530m 水平回风大巷向东北方同时掘进，其中轨道巷巷采用炮掘掘进采掘方式，+530m 水平胶带、回风大巷采用综合机械化掘进。各工作面施工时，具体溜煤（矸）路线如下：施工一采区胶带大巷的煤（矸）运输路线：工作面一采区胶带巷皮带上组煤仓地面。施工 5#煤层轨道大巷的煤（矸）运输路线：工作面副斜井主提地面。施工+530m 水平回风大巷的煤（矸）运输路线：工作面SGW63040T 刮板输送机+530m 水平轨道大巷皮带SGW63040T 刮板输送机+530m 水平胶带大巷的皮带下组煤仓主斜井皮带地面。- 27 -施工+530m 水平轨道大巷的煤（矸）运输路线：工作面SGW63040T 刮板输送机+530m 水平胶带大巷的皮带下组煤仓主斜井皮带地面。施工+530m 水平胶带大巷的煤（矸）运输路线：工作面+530m 水平胶带大巷的皮带下组煤仓主斜井皮带地面。施工期间上组煤材料、设备从副井井筒主提上下至 2#煤层甩车场，然后利用平板车及矿车转载至各掘进工作面。下组煤材料、设备通过副井井筒副提上下至井底车场，然后利用平板车及矿车经+530m 水平轨道大巷运至各工作面。附：运输系统图。4.34.3 压风系统压风系统4.3.14.3.1 用风量统计用风量统计风动设备用风量统计表风动设备用风量统计表 3-53-5打眼出矸喷浆设备名称规格单台耗风量(m3/min)使用台数总耗风量使用台数总耗风量使用台数总耗风量凿岩机YTP-263721喷浆机PC7I（B）8540风泵BQF-50/252.5512.5512.5512.5合计33.512.552.54.3.24.3.2 压风机选型压风机选型掘进最大总耗风量的计算：Q=Ktnkq=78m3/minKt同时需用系数管网漏风系数，取 1.2风动机械磨损使耗风量增加的系数，取 1.1高原修正系数，取 1.16n同型号风动机具使用数量 5 台k同型号风动机具同时使用系数，取 0.7q风动工具耗风量（m3/min）- 28 -掘进时最大耗风量为 56.3m3/min井筒施工时设置 5 台 SA-120A 型压风机和一台 MM250 型压风机，3 台 SA-120A 工作可满足井下施工现场要求。4.3.34.3.3 压风管路的选型压风管路的选型d=20Q1/2=150mmQ管道计算压风流量，56.33/min主供风管路选用 159*4.5mm 钢管，可以满足供风要求。压风管路按井筒设计位置布置，利用距腰线下方 300 mm 的托管或道镢托起并固定。4.44.4 排水系统排水系统各工作面根据涌水量配备相适应的污水泵，把工作面的水通过排水管路排至井底内、外水仓巷，再通过矿方在井下永久性水泵房安装了五台型号为 MD460-60*6 的多级卧泵。排至地面。而现在矿方永久性水泵未投入运行，由我方井下临时水泵房安装的型号 MD85-67*5 和备用泵 MD46-50*6 两台多级卧泵将井底内外水仓巷内的水排至地面。4.54.5 供电系统供电系统根据矿方提供的供电条件，灵北项目部供电电源引自矿方 110KV 变电所。供电方案如下：4.5.14.5.1 地面供电系统方案地面供电系统方案由于灵北项目部地面使用的矿方提供电压为 10KV，因此需要在地面安装安装一台型号为 PGB315/10 的高爆和型号为 S9-3150/10 的电力变压器。通过电力变压器将电压降为 6KV 后，再把 6KV 电源引至 KYBS-6 KV 开闭所和地面 ZXB-10（6）/0.4-2*500 箱变（作为地面高、低压动力、信号、照明及生活供电电源） ；4.5.24.5.2 井下供电系统方案：井下供电系统方案：4.5.2.14.5.2.1 上组煤供电方案上组煤供电方案矿方在 2#煤甩车场与 2#煤轨道巷三叉口处安装了一座采区变电所。10KV 电源引自地面矿方 110KV 变电所，采区变电所作为上组煤仓工作面（一采区轨道巷，一采区回风巷，5#煤层轨道巷）的供电电源。其供电设备配备如下：1 台 PBG-200/10，5 台- 29 -PGB-100/10，1 台 KBSGZY-500/10 矿用隔爆型干式变压器（备用） ，2 台 KBSG-315/10 （风机专用变压器） ，3 台 KBSGZY-630/10（三个工作面动力变压器） ，6 台 KBZ-400 低压馈电开关。三个炮掘工作面（一采区轨道巷、一采区回风巷、5#煤轨道巷）分别配备一台 P-120B、P-90B、P-90B 耙矸机。一条 DSJ80/40/2*55 660/1140 可伸缩皮带机做为一采区回风巷的运输皮带机。4.5.2.24.5.2.2 下组煤供电方案下组煤供电方案矿方在井底安装了一个永久性中央变电所做为下组煤工作面（+530 胶带大巷、+530 轨道大巷、+530 回风大巷）动力电和风机专用电以及主排水泵供电电源，双电源分别引自地面矿方 110KV 变电所 519#、520#配电柜。其供电设备配备如下：3 台 PBG-500/10Y 高压配电装置（总开关及联络开关） ，2 台 PBG-315/10Y 高压配电装置（2 台电源配电装置，1 台联络开关） ，11 台 PBG-100/10Y 高压配电装置，5 台 QJGZ-300/10 高压配电装置（高压主排水泵配电装置） ，两台 KBSG-315/10 矿用干式变压器（风机专用变压器） 。2 台 KBSGZY-T-630/10 矿用隔爆移动干式变压器（1 台为一采区轨道巷皮带机，2 台为综掘队工作面移动变压器） 、1 台 KBSGZY-500/10 矿用隔爆移动干式变压器（为炮掘工作面动力变压器） ，11 台 KBZ-400 低压馈电开关作为工作面动力变压器开关和风机专用变压器开关；四部皮带机分别：1、DSJ-120/80/315（一采区胶带巷） ；2、DSJ-100/70/125（+530 胶带巷） ；3、DSJ-80/40/2*55（+530 轨道巷） ； 4、DSJ-80/40/2*55（+530 回风巷）两部刮板输送机：1、SGB-630/40T（检修轨道联络巷） ；2、SGB-630/40T（消防材料库联络巷） 。地面供电系统保持不变，根据具体实际情况进行调整。现把各负荷统计如下：地面变电所负荷统计表地面变电所负荷统计表台数设备容量计算容量备注安装工作安装工作有功无功视在序号设备名称台台KWKW需用系数KxcostgKWKvarKVA一地面- 30 -高压1副井副提绞车112002000.50.850.62100.00 62.00 117.65 副主提112802800.60.850.62168.00 104.16 197.65 压风机112502500.80.850.62200.00 124.00 235.29 小计： 33730730468.00 290.16 550.59 二地面工广低压1压风机526002400.850.850.62204.00 126.48 240.00 2配料116.66.60.60.850.623.96 2.46 4.66 - 31 -系统3搅拌机1124240.60.850.6214.40 8.93 16.94 4加工机间100800.60.850.6248.00 29.76 56.47 5生活用电4003000.70.950.05210.00 10.50 221.05 小计：1130.6650.6480.36 178.12 539.12 总计：取ksp=0.9 ksq=0.9 853.52 421.45 980.74 根据以上计算可知，项目部的总用电负荷为 980.7KVA.开闭所进线电缆截面选择计算供电电压等级为 6KV根据负荷计算容量为 980.7VA，确定工作电流：P=1.732IUcosI=P/1.732Ucos=980.7/(1.732*6*0.9)=105A开闭所进线电缆截面选用电缆型号为：MYJV22-6KV-395 Ie250A 符合要求。上组煤采区负荷统计表- 32 -台数设备容量计算容量备注安装工作安装工作有功无功视在序号设备名称台台KWKW需用系数 KxcostgKWKvarKVA一工作面设备1耙装机662502500.60.850.62150.00 93.00 176.47 2皮带机111101100.60.850.6266.00 40.92 77.65 3喷浆机5527.527.50.40.850.6211.00 6.82 12.94 4调度绞车991501250.30.850.6237.50 23.25 44.12 小计：2121537.5512.5264.50 163.99 311.18 二排水设备 1污水泵4422220.40.850.628.80 5.46 10.35 小计：4422228.80 5.46 10.35 三通风设备1局扇1053601800.90.850.62162.00 100.44 190.59 小计：105360180162.00 100.44 190.59 合计取ksp=0.9；ksq=0.9 391.77 242.90 460.90 根据负荷计算容量为 391.8KVA，确定工作电流：P=1.732IUcosI=P/1.732Ucos=391.8/(1.732*10.5*0.85)=25A- 33 -采区电源电缆截面选用电缆型号为：MYJV22-10KV-3185 Ie567A 符合要求。根据上述负荷计算可知，变压器选择亦符合要求。下组煤采区负荷统计表台数设备容量计算容量备注安装工作安装工作有功无功视在序号设备名称台台KWKW需用系数KxcostgKWKvarKVA一工作面设备1耙装机1155550.60.850.6233.00 20.46 38.82 2综掘机224004000.70.850.62280.00 173.60 329.41 3皮带机338508500.60.850.62510.00 316.20 600.00 4刮板机222202200.60.850.62132.00 81.84 155.29 5喷浆机3322.522.50.60.850.6213.50 8.37 15.88 6调度绞车551451450.30.850.6243.50 26.97 51.18 7除尘风机3322.522.50.30.850.626.75 4.19 7.94 小计：1919171517151018.75 631.63 1198.53 二排水设备 1主排水泵5140008000.60.850.62480.00 297.60 564.71 1污水泵5520200.40.