煤礦四大件設計手冊

1、<p>　　第一部分 通風與安全</p><p><b>　　第一節(jié) 概 況</b></p><p>　　根據(jù)礦方提供的實測資料： -75m水平煤層瓦斯含量：瓦斯絕對涌出量為6.05m3/min，瓦斯相對涌出量為6.45m3/t，礦井為低瓦斯礦井。煤塵無爆炸危險性，煤層有自燃性。</p><p><b>　　第二節(jié)

2、 礦井通風</b></p><p><b>　　一、通風系統(tǒng)</b></p><p>　　該礦井采用副井進風，主井回風的中央并列式通風系統(tǒng)。</p><p><b>　　二、礦井需風量計算</b></p><p>　　根據(jù)《煤礦安全規(guī)程》和《煤炭工業(yè)礦井設計規(guī)范》知，礦井風量，可分別按

3、照瓦斯涌出量、工作面溫度、使用炸藥量和井下最多工作人員進行計算，取其中的最大值確定礦井的需風量，確保工作面安全生產和良好的工作環(huán)境。</p><p>　?。ㄒ唬┌醋畲蟀嘞戮藬?shù)需風量進行計算</p><p>　　Q礦井=4NK=4×103×1.2=492m3/min=8.2m3/s</p><p>　　式中： Q礦井——礦井總供風量，m3/mi

4、n；</p><p>　　4——每人每分鐘供風標準，m3/min.人；</p><p>　　N——井下同時工作的最多人數(shù)，考慮到交接班時同時在井下人員的重疊系數(shù)1.5，井下最多人數(shù)按103人計算；</p><p>　　K——礦井通風系數(shù)，取1.20。 </p><p>　?。ǘ┌赐咚褂砍隽考翱偦仫L流中的相對瓦斯?jié)舛炔怀^0.75%計算<

5、;/p><p>　　Q礦井=100×T×q瓦×K/（0.75×24×60）</p><p>　　=0.0926×T×q瓦×K</p><p>　　=0.0926×909×6.45×1.9</p><p>　　=1031.5m3/min≈1

6、7.2m3/s</p><p>　　式中： Q礦井——礦井總供風量，m3/min；</p><p>　　T——礦井平均日產量，取909t；</p><p>　　q瓦——礦井瓦斯平均相對涌出量，取4.21m3/t.d；</p><p>　　K ——風量備用系數(shù)，取1.9。</p><p>　?。ㄈ┌床擅骸⒕蜻M、硐室等

7、處實際需風量計算</p><p>　　Q礦井=（∑Q采＋∑Q掘＋∑Q硐+∑Q它）×K</p><p>　　式中： Q礦井——礦井總供風量，m3/min；</p><p>　　∑Q采——回采工作面實際需風量的總和，m3/min；</p><p>　　∑Q掘——掘進工作面實際需風量的總和，m3/min；</p><

8、p>　　∑Q硐——獨立通風硐室實際需風量的總和，m3/min；</p><p>　　∑Q它——除采掘硐室外其他需風量的總和，m3/min；</p><p>　　K——礦井通風系數(shù)，取1.20。</p><p>　　1.回采工作面需風量計算</p><p>　　回采工作面按瓦斯（二氧化碳）涌出量、工作面溫度、同時工作的最多人數(shù)、炸藥用量分

9、別計算，取其中最大值，并用風速驗算。</p><p>　?、侔椿夭晒ぷ髅嫱咚褂砍隽坑嬎?lt;/p><p>　　Q采＝100q采絕×KCH4</p><p>　?。?00×4.24×1.8＝763.2m3/min≈13m3/s</p><p>　　式中： Q采——回采工作面需要風量，m3/min；</p>

10、;<p>　　q采絕——回采工作面回風巷風流中瓦斯的平均絕對涌出量，按全礦井瓦斯涌出量的70%計，q采絕=6.05×0.7=4.24 m3/min；</p><p>　　KCH4——采面瓦斯涌出不均衡通風系數(shù)，炮采1.4～2.0，取1.8。</p><p>　?、诎椿夭晒ぷ髅鏈囟冗x擇適宜的風速進行計算</p><p>　　Q采＝60×

11、;V采×S采×Ki </p><p>　　＝60 ×1.8×6.4×1.0＝691.2m3/min=11.52m3/s。</p><p>　　式中： V采——回采工作面風速,取1.8m/s；</p><p>　　S采——回采工作面的平均斷面積，6.4m2；</p><p>　　Ki——工作

12、面長度系數(shù)；取1.0。</p><p>　?、郯椿夭晒ぷ髅嫱瑫r作業(yè)人數(shù)計算需風量</p><p><b>　　Q采≥4N </b></p><p>　　Q采≥4×60＝240m3/min=4m3/s。</p><p>　　式中： N—回采工作面同時工作的最多人數(shù)，按交接班時計算，考慮交接班時人員的重疊系數(shù)1.

13、5，N取60人；</p><p>　?、馨椿夭晒ぷ髅嬲ㄋ幭牧坑嬎阈栾L量</p><p>　　按一次最多炸藥消耗量計算：</p><p><b>　　Q采≥25A</b></p><p>　　Q采＞25×5.0＝125m3/min=2.08m3/s。</p><p>　　式中： A—

14、—一次爆破炸藥取最大用量5.0kg</p><p>　　取最大值，即按回采工作面瓦斯涌出量條件計算，取回采工作面風量為13m3/min。</p><p>　　⑤回采工作面風速驗算：</p><p>　　《煤礦安全規(guī)程》規(guī)定，采面最高、最低風速分別為4 m/s和0.25 m/s。</p><p><b>　　則最大風量：</b&

15、gt;</p><p>　　Qmax= V采×S采=4×6.4=25.6m3/s</p><p><b>　　則最小風量：</b></p><p>　　Qmin= V采×S采=0.25×6.4=1.6m3/s</p><p><b>　　有：</b></

16、p><p>　　1.6m3/s＜13m3/s＜25.6m3/s</p><p>　　滿足《規(guī)程》關于風速的規(guī)定。</p><p>　　故回采工作面風量取最大值為：13m3/s。</p><p><b>　　2.掘進工作面</b></p><p>　　投產時，12采區(qū)布置2個煤巷掘進工作面，保證12采區(qū)

17、工作面之間的正常接替，由于12采區(qū)內斷層較多，可采儲量少，考慮采區(qū)之間的正常接替，另布置1個21采區(qū)軌道下山掘進面。掘進工作面按瓦斯涌出量、同時工作的最多人數(shù)、局部通風機吸風量、炸藥量分別計算，取其中最大值，并用風速驗算。</p><p>　　兩個煤巷掘進工作面需風量</p><p><b>　?、侔赐咚褂砍隽坑嬎?lt;/b></p><p>　　

18、Q煤掘＝100×q掘絕×KCH4m3/min</p><p>　　式中：KCH4－瓦斯涌出不均衡通風系數(shù)，取1.8；</p><p>　　q掘絕－掘進工作面絕對瓦斯涌出量，按全礦井瓦斯絕對涌出量的30%計算，q掘絕=6.05×0.3=1.82 m3/min；</p><p>　　則Q煤掘＝100×1.82×1.8＝3

19、27.6m3/min=5.46m3/s</p><p>　?、诎慈藬?shù)計算掘進工作面實際需風量</p><p>　　Q掘＝4Nm3/min</p><p>　　式中：N－掘進工作面同時工作的最多人數(shù)，取30人</p><p>　　則Q掘＝4×30＝120 m3/min</p><p>　　③按局部通風機實際吸風

20、量計算</p><p>　　Q掘= Qf·I·Kf =300×1×1.2=360 m3/min=6m3/s</p><p>　　Qf－掘進面局部通風機額定風量，選用FBDN05.6型局扇，技術參數(shù)如下：電機功率為15×2kW，風量范圍為280～430 m3/min。取Qf =300m3/min；</p><p>　　

21、I－掘進面同時運轉的局部通風機臺數(shù)，1臺；</p><p>　　kf－為防止局部通風機吸循環(huán)風的風量備用系數(shù)，取1.2。</p><p>　　④按最大炸藥消耗量計算</p><p>　　Q掘=25·A =25×2.5=62.5 m3/min</p><p><b>　　式中： </b></p&g

22、t;<p>　　25—每爆破1㎏炸藥需要供給的風量，m3/min;</p><p>　　A—掘進工作面一次最多炸藥消耗量，2.5㎏;</p><p>　　通過計算可知掘進工作面的最大需風量為：Q掘=237.1m3/min。</p><p>　　經計算，煤巷掘進工作面需風量最大值為按通風機實際吸風量360m3/min。</p><p&

23、gt;<b>　　風速驗算</b></p><p>　　按最低風速驗算： Q掘≥60×0.25S＝99 m3/min，煤巷掘進斷面為6.6㎡。按最高風速驗算： Q掘≤60×4S＝1584 m3/min</p><p>　　由以上計算可知，掘進工作面的最大需要風量取360m3/min,在風速上、下限以內，符合要求。</p><p&

24、gt;　　根據(jù)統(tǒng)計的結果，通風容易時期共布置3個掘進工作面，掘進工作面總需分量為3×6=18 m3/s。</p><p>　　通風困難時期共布置2個掘進工作面，掘進工作面總需分量為2×6=12 m3/s。</p><p><b>　　3.硐室需風量</b></p><p>　　通風容易時期井下獨立通風的硐室有：絞車房、溜煤眼

25、，每個硐室配風各取1m3/s，則∑Q硐=2m3/s。</p><p>　　通風困難時期井下獨立通風的硐室有：采區(qū)變電所、采區(qū)泵房，每個硐室配風各取1m3/s，則∑Q硐=2 m3/s。</p><p>　　井下中央變電所、泵房及消防材料庫采取新鮮風流通過。</p><p><b>　　4.其他需風量</b></p><p>

26、;　　通風容易時期其他需風量按1個地點分配，取∑Q硐=3 m3/s。</p><p>　　通風困難時期他需風量按3個地點分配，取∑Q硐=3×3=9 m3/s。</p><p>　　5.礦井總需（供）風量</p><p>　　根據(jù)以上計算，應按礦井瓦斯涌出量配風，同時考慮到掘進工作面用風和井底硐室、采區(qū)各硐室的用風量如下：</p><p&

27、gt;<b>　　通風容易時期：</b></p><p>　　Q礦井=（∑Q采＋∑Q掘＋∑Q硐+∑Q它）×K</p><p>　　=（13+3×6+2+3）×1.20</p><p>　　=43.2m3/s 取44 m3/s。</p><p><b>　　通風困難時期：<

28、/b></p><p>　　Q礦井=（∑Q采＋∑Q掘＋∑Q硐+∑Q它）×K</p><p>　　=（13+2×6+2+9）×1.20</p><p>　　=43.2m3/s 取44 m3/s。</p><p>　　即通風容易時期和困難時期礦井總分量均為44 m3/s。</p><p&

29、gt;　　風量分配原則是分配到各用風地點的風量，不低于計算出的需風量。各用風地點的風速應符合《煤礦安全規(guī)程》規(guī)定。</p><p>　　礦井通風容易時期風量分配表 表5-2-1 </p><p>　　礦井通風困難時期風量分配表 表5-2-2 </p><p><b>　　三、礦井通風負壓</b></

30、p><p>　　根據(jù)開拓方式和采區(qū)布置確定的礦井通風容易時期負壓產生在12采區(qū)12021工作面，風量為44m3/s，其最小負壓為750.01Pa。礦井通風困難時期負壓產生在21采區(qū)21041工作面，最大負壓產生在21采區(qū)21041工作面，風量為44m3/s，其最大負壓為1093.80Pa。計算公式如下：</p><p>　　式中：L、P、S——分別為各井巷的長度、周長、凈斷面；</p&g

31、t;<p>　　α——摩擦阻力系數(shù)；</p><p>　　Q——各井巷和硐室所需要的實際風量。</p><p>　　其總和為總摩擦阻力，即：</p><p>　　=h1-2+ h2-3+……h(huán)n-(1)</p><p>　　式中：h1-2， h2-3，hn-(1)為各段井巷之摩擦阻力，Pa。</p><p&g

32、t;　　通風容易時期和困難時期負壓計算見表5-2-3、表5-2-4所示?？紤]到15%局部阻力，得到礦井通風阻力為：</p><p>　　通風容易時期的總阻力h阻=862.52 Pa</p><p>　　通風困難時期的總阻力h阻=1257.87Pa</p><p><b>　　四、等積孔計算</b></p><p>　　經

33、計算，礦井通風容易時期的等積孔為1.78m2，礦井困難時期的等積孔為1.48m2，礦井通風難易程度屬于中等。</p><p>　　通風容易時期負壓計算表 表5-2-3</p><p>　　通風困難時期負壓計算表 表5-2-4 </p><p>　　四、通風設施、防止漏風和降低

34、風阻的措施</p><p>　　1.礦井通風設施要保證質量，加強管理，風門成組設置，正向風門連鎖。門墻要深入巷道圍巖內，磚砌門墻要用水泥砂漿抹面。各上、下山和車場附近風門應重點管理，門框與風門結合部應嚴密。</p><p>　　2.風硐以及備用風機的風道門應經常檢查，消除漏風，保證外部漏風率不超過5%。</p><p>　　3.進、回風巷道間應保持一定的距離，盡量少

35、開聯(lián)絡巷道。</p><p>　　4.局部通風機風筒、水管過風墻處應將縫隙封閉嚴實。</p><p>　　5.巷道要定期清理，巷道內嚴禁堆放雜物等。</p><p>　　6.巷道變形量超過15%時應及時擴修。</p><p><b>　　第三節(jié) 災害預防</b></p><p>　　為確保礦井安

36、全，在礦井建設和生產過程中要嚴格執(zhí)行《煤礦安全裝備基本要求》、《煤礦安全監(jiān)測裝備標準和使用管理規(guī)定》、《煤礦安全規(guī)程》等有關規(guī)程規(guī)定，對瓦斯、煤塵、水害等進行早期預測預防，切實防止災害的發(fā)生。</p><p><b>　　一、防水</b></p><p>　　1.井下防治水 </p><p>　　（1）底板水：主要是煤層底板L7-L8灰?guī)r內

37、裂隙巖溶水，該含水層與煤層之間有0.1～28.17m左右的泥巖及砂質泥巖隔水層，在正常條件下有10.02m的隔水層。根據(jù)礦方提供的資料，本井田水文地質條件中等，目前石炭系灰?guī)r含水層和奧陶系灰?guī)r含水層最高水位標高為110m，經計算個別地帶隔水層起不到隔水作用，因此煤層頂板進行注漿加固。但該區(qū)0.5-5m落差的小斷層比較多，煤層底板隔水性能遭到一定程度的破壞，所以在施工時加強探放水工作，對于斷層進行注漿加固。</p><

38、p>　?。?）斷層水：井田內較大的斷層有四條，特別是魏寨正斷層，井田的主要充水水源之一。生產中在斷層附近必須留有足夠的隔水煤柱，注意觀察并加強探放水工作。</p><p>　?。?）井田淺部為礦井現(xiàn)有生產區(qū)的采空區(qū)以及相鄰礦井楊家溝煤礦的采空區(qū)。除留足隔水煤柱外，必須堅持有疑必探，先探后掘原則，謹防采空區(qū)水進入巷道。</p><p>　　（4）本設計在井田淺部留有安全防水煤柱，生產中

39、應確保煤柱的有效寬度和完整性。</p><p>　　（5）回采掘進時要加強觀察，發(fā)現(xiàn)透水征兆（如掛紅、淋汗、空氣變冷、出現(xiàn)霧氣、水叫、頂板淋水加大、頂?shù)讈韷?，或出現(xiàn)裂隙、出現(xiàn)滲水、水色變深、有臭味異常等等）時，必須停止作業(yè)，立即采取措施，出現(xiàn)危及人身安全時要立即發(fā)出警報，趕快撤出危險地點所有人員。</p><p>　　（6）井下配備有足夠能力的排水設施，斷層兩側留有足夠的防水煤柱。為了防止

40、井下水患，采掘工作面配有探水鉆。生產中加強井下水量和水情觀察，要嚴格執(zhí)行有疑必探，先探后掘原則，發(fā)現(xiàn)異常情況及時采取措施，防患于未然。</p><p><b>　　2.地面防治水</b></p><p>　　井田地面沒有大的河流，該區(qū)地表東部和南部沖溝發(fā)育，工業(yè)場地北面緊鄰岳村東溝，溝內常年無水，僅雨季洪水季節(jié)有水流過，匯入井田邊界外的五星水庫。施工中，工業(yè)場地及其所

41、有建筑物的地坪標高及防洪設施，必須嚴格按設計施工，以防洪水災害。每年雨季前應將地表塌陷的裂隙進行充填，防止地表水進入井下。</p><p><b>　　二、預防瓦斯</b></p><p>　　1.根據(jù)礦方提供的實測資料：礦井開采-80m水平煤層瓦斯含量：瓦斯相對涌出量為6.45m3/t，瓦斯梯度為2.86m3/t×100m，礦井為低瓦斯礦井。雖然本礦井為低

42、沼氣礦井，但是生產中必須嚴格按照《煤礦安全規(guī)程》有關規(guī)定執(zhí)行。</p><p>　　2.加強通風管理，合理分配風量，保證井下每個用風地點均有足夠的新鮮風流。</p><p>　　3.嚴格執(zhí)行瓦斯檢測管理制度，一旦發(fā)生瓦斯?jié)舛瘸藓途植客咚咕奂瘯r，應先撤出人員并立即采取相應的處理措施。</p><p>　　4.井下電器設備選型嚴格按照《煤礦安全規(guī)程》要求選型。<

43、/p><p>　　5.防止局部瓦斯職聚，臨時停工地點不得停風，否則必須切斷電源撤人，設置柵欄、警標。</p><p>　　6.隨著井田開采深度的增加，瓦斯涌出量也會增加，生產中要加強觀測，積極采取措施，尤其是地質變化地帶、煤厚突然變化帶等附近，必須先進行探放，達到安全規(guī)程要求后方可施工。</p><p>　　為了預防瓦斯事故，全礦裝備一套KJ95型安全監(jiān)測系統(tǒng)連續(xù)監(jiān)測瓦

44、斯情況，并配有便攜式瓦斯檢測設備，隨時對個別地點進行瓦斯檢查，發(fā)現(xiàn)瓦斯超限及時停工撤人。按礦井井下在籍人數(shù)配備有自救器，風門設有風電閉鎖裝置。</p><p><b>　　三、預防煤塵</b></p><p>　　1.本礦二1煤層煤塵雖無爆炸性，但還是要加強對煤塵的管理，要嚴格控制風速，若改變通風系統(tǒng)和增大風量時，必須相應調整風速，防止煤塵飛揚。采區(qū)溜煤眼不能放空，井

45、下礦車不能漏煤，并定期檢查維修，以保持良好狀態(tài)。</p><p>　　2.井下設有完備的消防灑水系統(tǒng)，并配備消防器材，各煤炭轉載點均要設有噴霧裝置，為了降低空氣中煤塵含量，采用濕式打眼，放炮采用水炮泥。</p><p>　　3.回采工作面要進行煤壁注水，濕潤煤體減少煤塵的產生。 </p><p><b>　　四、預防火災</b></p&g

46、t;<p>　　1.本礦井二1煤層屬自燃煤層，要充分預防井下火災的發(fā)生。井下煤巷采用砌碹，采用型鋼支護的煤巷要噴射砂漿，封閉煤層表面。</p><p>　　2.各回采工作面采完后應及時密閉，防止風流進入采空區(qū)。</p><p>　　3.有機電設備的硐室均用不燃性材料支護， 并按規(guī)程要求設置防火門。</p><p>　　4.機電硐室、消防材料庫及井下易著

47、火地點配置滅火器等防火設備，并應保持設施的完好。</p><p>　　5.確保井下消防灑水系統(tǒng)的正常運行。</p><p>　　6.建設和生產期間要嚴格執(zhí)行《礦井防滅火規(guī)范》， 防止火災發(fā)生。</p><p>　　7.井下運輸膠帶采用阻燃型。扇風機房必須設置反風裝置，井下一旦發(fā)生火災時，能迅速反風，控制火勢蔓延。井下各機電峒室均設置防火柵欄兩用門，并配備足夠的消防器

48、材。</p><p><b>　　五、預防頂板事故</b></p><p>　　1.采掘工作面必須及時支護，嚴禁空幫空頂。</p><p>　　2.應及時敲邦問頂，遇有活碴活煤要及時處理，防止煤、巖突然冒落傷人。</p><p>　　3.要保證支架質量,棚口要嚴,后身要實，迎山角、扎角要適當。</p>&l

49、t;p>　　4.加強巷道維修，發(fā)現(xiàn)斷梁折柱或漏幫漏頂應及時進行修理。</p><p>　　5.采煤工作面放頂時應指派有經驗的工人觀察頂板。</p><p>　　6.為了防止頂板事故，設計將井底車場、運輸大巷，采區(qū)巷道均布置在頂板砂巖中，井底車場的主要硐室均采用砼C30碹支護，其他巖石巷道均采用錨噴支護。采區(qū)中的煤巷均采用工字鋼支護，巖巷中的-75m水平軌道運輸平巷和-75m水平運輸機

50、平巷由于穿過蘆溝正斷層，斷層附近的巖石比較破碎，強度較小，所以為了防止頂板事故，采用砼C20支護。采區(qū)中的其他巖石巷道均采用錨噴支護。</p><p><b>　　六、安全救護</b></p><p>　　本礦距蘆溝礦井很近，距鄭州集團救護大隊和蘆溝煤礦救護小隊均為4km，一旦發(fā)生災情，除充分利用鄭州集團救護大隊和蘆溝煤礦救護小隊的救護人員和設備外，本礦要成立專職安全

51、生產管理機構，并組建輔助救護小隊，配備相應人員和設備。生產中加強對救護人員進行培訓，提高其救護能力，保障礦井安全生產。</p><p>　　第二部分 提升、通風、排水和壓縮空氣設備</p><p><b>　　第一節(jié) 提升設備</b></p><p><b>　　一、主井提升設備</b></p><

52、;p><b>　　（一）提升方式</b></p><p><b>　?。ㄒ唬┨嵘绞?lt;/b></p><p>　　礦井采用立井雙箕斗提升負擔全礦提煤任務。經計算選用2JK－2/20型雙滾筒絞車,滾筒直徑2.0m，滾筒寬度1.0m;配套電機選用：YR400－39—6型三相交流異步電動機，其功率為250kW，額定電壓為6kV。</p>

53、;<p><b>　?。ǘ┨嵘O備選型</b></p><p><b>　　1.設計依據(jù)</b></p><p>　　井型(年產量)： An=0.3Mt/a；</p><p>　　工作制度： br=330d/a；</p><p>　　井筒深度： Hs=330.4m；</p>

54、;<p>　　每天凈提升時間： t=16h/d；</p><p>　　裝載高度： Hz=16.4m；</p><p>　　卸載高度： Hx=9.5m；</p><p>　　提升任務：擔負礦井提煤任務。</p><p><b>　　2．提升容器</b></p><p><b>

55、;　?、俳洕嵘俣?lt;/b></p><p>　　Vj=0.4=0.4=7.19m/s</p><p>　　式中 Ht=Hs-Hz+Hx=330.4-16.4+9.5=323.5m</p><p>　　實際取提升速度m/s。</p><p><b>　　②一次提升時間Tx</b></p>&l

56、t;p>　　式中 ——提升正常加速度，取=0.7m/s2</p><p>　　μ——容器起動初加速及爬行段延續(xù)的時間，取μ=10s</p><p>　　θ——提升容器在每次提升后的休止時間，取θ=8s</p><p><b>　　則：</b></p><p><b>　?、垡淮翁嵘?lt;/b>

57、</p><p>　　式中 C——提升設備的不均勻系數(shù)，暫取C=1.15；</p><p>　　br——提升設備年工作天數(shù)，由已知br=330d；</p><p>　　t——提升設備每天工作時間，由已知t=16h；</p><p>　　a——提升能力富裕系數(shù)，取1.2。</p><p><b>　　則：&l

58、t;/b></p><p><b>　　④選擇提升箕斗</b></p><p>　　爭求礦方意見，要求使用箕斗提升，則使用2.5噸單繩立井非標準底卸式箕斗，其技術規(guī)格如下：</p><p>　　箕斗全高： Hr=5m</p><p>　　箕斗名義載重量： 2.5t</p>

59、<p>　　箕斗自身質量： Qz＝2.5t</p><p><b>　　3.提升鋼絲繩選擇</b></p><p><b>　?、倮K端荷重</b></p><p>　　Qd＝m+mz＝2500+2500=5000kg</p><p><b>　　②井架高度</b

60、></p><p>　　Hj＝Hx+Hr +Hg+0.75Rt=9.5+5+4+0.75×2.0/2=19.25m，取20m。</p><p><b>　?、垆摻z繩的懸垂長度</b></p><p>　　Hc=Hj＋Hs-Hz＝20+328-14=334m</p><p><b>　?、茕摻z繩單

61、重：</b></p><p>　　式中 m——鋼絲繩單位質量，kg/m；</p><p>　　σB——鋼絲繩公稱抗拉強度，17.00×108kg/ m 2；</p><p>　　——安全規(guī)程規(guī)定的安全系數(shù)，6.5；</p><p><b>　　⑤選取標準鋼絲繩</b></p><

62、;p>　　根據(jù)計算選取6△（30）-Ф24-170型鋼絲繩，鋼絲繩直徑Φ24mm，鋼絲繩破斷拉力總和38350kg，鋼絲繩每米重為Pk=2.234kg/m，鋼絲繩中最粗鋼絲直徑為：δ=1.7mm。</p><p><b>　　驗算安全系數(shù)：</b></p><p>　　故符合《煤礦安全規(guī)程》的要求。</p><p><b>　　

63、4.提升機選擇</b></p><p>　?、贊L筒直徑：Dg' ≥80d＝80×24=1920 mm</p><p><b>　　②最大靜張力：</b></p><p>　　Fj=Qd＋＝(5000+2.234×334)×9.81/1000=56.37kN</p><p>

64、;<b>　?、圩畲箪o張力差：</b></p><p>　　Fc=Q＋mpHc＝(2500+2.234×334)×9.81/1000=31.84kN</p><p>　?、艽_定減速器傳動比；取。</p><p>　　選用：2JK－2/20型絞車, 滾筒直徑D=2.0m，滾筒寬度B＝1.0m，變位質量mj＝7910kg，兩滾筒

65、中心距為：1.09m；Fjmax=60kN；Fcmax=40kN。</p><p><b>　?、蒡炈銤L筒寬度</b></p><p>　　式中 LS—鋼絲繩試驗長度，取LS=30m；</p><p>　　Dg—初選提升機滾筒直徑(m),Dg=2.0m；</p><p>　　K—纏繞層數(shù)，2層；</p>

66、<p>　　3—滾筒上鋼絲繩摩擦圈數(shù)；</p><p>　　4—附加的鋼絲繩圈數(shù)；</p><p>　　d—所選提升鋼絲繩直徑(mm)，d=24mm；</p><p>　　ε—滾筒上所纏繞鋼絲繩間距(mm)，取ε=2mm;</p><p>　　Dp—平均纏繞直徑，m;</p><p><b>　　滾

67、筒寬度滿足要求。</b></p><p>　?、抻嬎闾燧喼睆紻t≥80d＝80×24＝1920mm</p><p><b>　　⑦選擇天輪</b></p><p>　　根據(jù)計算的天輪直徑，選用天輪：TSG 2000/13.5。Dt=2.0m,變位質量，mt=307kg</p><p>　　5．提升機

68、與井筒的相對位置確定</p><p><b>　　①計算井架高度</b></p><p>　　Hj=Hx+Hr+Hg+0.75Rt</p><p>　　=9.5+5+4+0.75×(2.0÷2) =19.25m</p><p><b>　　圓整后取20m。</b></p&g

69、t;<p>　?、跐L筒中心至井筒中提升中心線的距離Ls</p><p>　　Lsmin≥0.6Hj+3.5+D=0.6×20+3.5+2.0=17.5m</p><p><b>　　取25m。</b></p><p><b>　?、塾嬎沅摻z繩的弦長</b></p><p>　

70、　Lx===30.83m</p><p>　　上式中Co取0.65m。</p><p>　　④鋼絲繩的內、外偏角</p><p>　　a．最大外偏角（按纏滿滾筒計算）</p><p>　　a1＝arctg = arctg </p><p>　　=arctg0.0112=0.640＜1030ˊ</p>&l

71、t;p>　　式中 S——兩箕斗中心距，S=1.4m</p><p>　　a——兩滾筒內緣間距</p><p>　　a=兩滾筒中心距－滾筒寬度＝1.09－1.0＝0.09m</p><p><b>　　b．內偏角</b></p><p>　　a2=arctg=arctg=arctg0.0212=1.220<1

72、030′</p><p>　　內、外偏角均小于1030′,故滿足《規(guī)程》要求。</p><p>　?、萏嵘龣C的鋼絲繩仰角</p><p><b>　　下繩仰角：</b></p><p><b>　　上繩仰角：</b></p><p>　　根據(jù)以上計算，鋼絲繩的內、外偏角及上、

73、下出繩仰角均符合設計規(guī)范要求。提升系統(tǒng)如圖6-1-1所示。</p><p>　　⑥提升機與井筒的相對位置圖</p><p>　　圖6-1-1　主井提升機與井筒相對位置圖</p><p>　　s=1.4m a=0.09m 1=0.64° 2=</p><p>　　β=38.8° Lx=30.83m Ls

74、=25m Hj=20m C0=0.65m</p><p><b>　　6．選擇提升電動機</b></p><p><b>　?、俟浪汶妱訖C功率</b></p><p>　　P＝=×1.3=215.54kW</p><p>　　式中 ——提升機的標準速度,查表可得＝5.0m/s；

75、</p><p>　　K——礦井阻力系數(shù)，箕斗提升k=1.15；</p><p>　　Q——一次提升貨載重力N, Q＝2500kg；</p><p>　　——一影響系數(shù)：箕提升=1.2～1.4取1.3；</p><p>　　——減速器傳使動效率。雙級傳動 =0.85。</p><p><b>　?、陔姍C轉速&

76、lt;/b></p><p><b>　　n==</b></p><p><b>　　③選電機</b></p><p>　　查電動機的規(guī)格表選用：YR400－39－6三相交流異步電動機，其技術參數(shù)如下：</p><p>　　功率Pe=250kW 轉速ne＝983 r/min</p&g

77、t;<p>　　效率ηd=0.932額定電壓Ue=6kV</p><p>　　轉動慣量(GD2)d=11.75kgm2最大轉矩/額定轉矩 ＝2.24</p><p><b>　?、芴嵘龣C的最大速度</b></p><p>　　Vm===5.14m/s</p><p>　　7．計算提升機的變位質量<

78、/p><p>　?、僦本€運動部分的變位質量</p><p>　　=2500+2×2500+2×2.234×438.79=9460.51 kg</p><p><b>　　其中</b></p><p>　　=334+30.83+30+(3+4)×3.14×2.0=438.79m

79、</p><p>　　②作旋轉運動部分的變位質量</p><p>　　a．天輪 =2×307=614kg</p><p>　　b．提升機（包括減速機）=7910kg</p><p>　　c．電動機轉子的變位質量</p><p>　　md===1175kg</p><p><b&g

80、t;　?、劭傋兾毁|量</b></p><p>　　∑m= =9460.51+614+7910+1175 =19159.51kg</p><p>　　8．提升運動學與動力學計算</p><p><b>　　1）運動學計算</b></p><p>　?、俑麟A段速度與加速度的確定</p><p&

81、gt;　　a、初速度V0=1.5m/s, 初加速度a0=0.4m/s2,主加速度：a1=0.7m/s2；</p><p>　　b、主速度V=5.14 m/s,主減速度：a3=0.7m/s2；</p><p>　　c、爬行距離h4=2.25m,爬行速度V4=0.5m/s；末減速度：a5=0.4m/s2</p><p><b>　?、谒俣葓D參數(shù)計算：</

82、b></p><p>　　曲軌中初加速時間：t0===3.75s</p><p>　　箕斗在卸載曲軌中實際行程：</p><p>　　主加速時間： t1===5.21 s</p><p>　　主加速階段行程：h1=t1=m</p><p>　　主減速階段的時間：t3=＝</p><p>　

83、　主減速階段的行程：h3= =18.72m</p><p>　　爬行階段行程: h4=2.25m v4=0.5m/s</p><p><b>　　爬行時間：t4==</b></p><p><b>　　制動時間：</b></p><p><b>　　制動距離：</

84、b></p><p><b>　　等速階段的行程：</b></p><p>　　=334-2.81-17.30-18.72-2.25-0.31</p><p><b>　?。?82.10 m</b></p><p>　　等速階段時間：t2=</p><p><b&

85、gt;　　一次提升循環(huán)時間：</b></p><p>　　=3.75+5.21+54.84+6.63+4.5+1.25+8\=84.18s</p><p>　　此值小于選擇容器估算的一次提升循環(huán)時間＝89.84s，故上述運動學參數(shù)選擇是合適的。</p><p>　　由以上參數(shù)畫出提升速度圖如下所示：</p><p>　　圖6-1-

86、2　主井提升速度圖與力圖</p><p>　　F0=42957N; F/0=42834N;　F1=48582N;　F/1=47824N; F2=34412N;</p><p>　　F/2=22047N; F3=8635N; F’3=7815N; F4=21226N; F/4=21128N。</p><p>　?、芴嵘O備生產能力：</p>

87、<p>　　小時生產能力：=106.92 t</p><p><b>　　年提升能力：</b></p><p><b>　　提升能力富裕參數(shù)：</b></p><p><b>　　2)動力學計算</b></p><p><b>　　①初加速階段</b

88、></p><p>　　=9.81×(1.15×2500+2.234×334)+19159.51×0.4=42957N</p><p>　　=42957-2×2.234×2.81×9.81=42834N</p><p><b>　?、谥骷铀匐A段</b></p>

89、;<p>　　=42834+19159.51×（0.7-0.4）＝48582N</p><p>　　=48582-2×2.234×17.3×9.81＝47824N</p><p><b>　　③等速階段</b></p><p>　　=47824-19159.51×0.7=34412

90、N</p><p>　?。?4412-2×2.234×282.1×9.81=22047N</p><p><b>　　④減速階段</b></p><p>　　=22047-19159.51×0.7=8635N</p><p>　　=8635-2×2.234×18

91、.72×9.81=7815N</p><p><b>　?、菖佬须A段</b></p><p>　　=7815+19159.51×0.7＝21226N</p><p>　　=21226－2×2.234×2.25×9.81=21128N</p><p>　　將以上計算結果作出

92、提升力圖如圖6-1-2所示。</p><p><b>　　9．電動機功率驗算</b></p><p>　　1）按電動機允許發(fā)熱驗算：</p><p><b>　?、偾?lt;/b></p><p><b>　?、诘刃r間</b></p><p>　　=

93、5;(3.75+5.21+6.63+4.5)+54.84+×8=67.55 s</p><p><b>　　③等效力</b></p><p>　　Fd===31226N</p><p><b>　?、艿刃Чβ?lt;/b></p><p><b>　　Pd=</b><

94、/p><p>　　=207.88kW<250kW</p><p>　　前面預選的電機額定功率為：Pe=250kW ，所以：Pe>Pd</p><p>　　電機允許發(fā)熱滿足要求。</p><p>　　2）按正常運行時電機過電荷能力驗算：</p><p>　　力圖中最大拖動力：Fmax=48582 N</p&

95、gt;<p>　　電動機額定拖動力：Fe=1000Ne·η/Vm</p><p>　　=1000×250×0.85/5.14=41307(N)</p><p><b>　　則電動機過負載：</b></p><p><b>　　故滿足要求。</b></p><p

96、><b>　　3）特殊力的校驗</b></p><p>　　當打開離合器后，調繩作單鉤提升時：</p><p>　　Ft=1.1(Qz+PkHc)g</p><p>　　=1.1×(2500+2.234×334)×9.81=35029N</p><p>　　特殊力作用下電動機過負荷系數(shù)

97、的校驗</p><p>　　λt′=Ft/Fe=35029/41307=0.848</p><p>　　λt′<0.9λ=0.9×2.24=2.016</p><p>　　故所選用的電動機是能夠滿足運轉中的實際需要。</p><p>　　10．電控及信號設備</p><p>　　電控采用TKD-PC-0

98、2-2286I/P型交流電控設備，提升信號設備采用KXT19型礦用多功能提升信號系統(tǒng)。 </p><p><b>　　11．起重設備</b></p><p>　　提升機房內設起重梁，起重能力5t。</p><p><b>　　二、副井提升設備</b></p><p><b>　　提升方式&

99、lt;/b></p><p>　　蘆溝礦礦井年產量0. 30Mt/a，副井提升方式為雙罐籠提升，經計算選用2JK-2.51.5-20型雙滾筒提升機，滾筒直徑2.5m,滾筒寬度1.5m,減速比i=20；配套電機選用YR400－54-8型電機,電機容量220kW，電壓6kV。采用1t罐籠，1t固定式礦車。副井提升擔負全礦的提矸、下放設備、材料及升降人員等任務。</p><p>　　（二）

100、提升設備選型：</p><p><b>　　1.設計計算條件</b></p><p>　?。?）井筒深度： Hs=329.7m；</p><p>　?。?）年提升量：矸石24kt/a，材料15kt/a，掘進煤15kt/a,還擔負升降人員的任務，最大班下井人數(shù)為103人；最大件：水泵電機重3350kg，最大不可拆卸件外形尺寸約為2000mm

101、15;980mm×1200mm(長×寬×高)。</p><p>　?。?）提升方式：雙罐籠提升；</p><p>　?。?）提升容器：設計最大提升速度Vm=4.80m/s，提升容器采用一</p><p>　　對1t礦車單繩普通罐籠。罐籠自重2499kg（含抓捕器），乘人數(shù)10人；罐籠凈寬1010mm，可以滿足升降水泵電機等大件設備的要求

102、，下放大件的自制平板車重量為350kg，升降水泵電機時另一側需加臨時配重2410kg（一輛滿載的矸石車），礦車自重Qk=592kg,載煤1000kg,載矸1700kg； </p><p>　?。?）礦井工作制度:年工作日br=330天,每天凈提升工作時間t=16h。</p><p><b>　　2.副井作業(yè)平衡表</b></p><p><

103、;b>　?。?）經濟提升速度</b></p><p>　　Vm′=0.47.24 取4.8m/s</p><p>　　式中 Ht=Hs=329.7m</p><p>　?。?）一次提升循環(huán)時間估算</p><p>　　式中 —提升正常加速度，取=0.6m/s2；</p><p>　　μ—容器

104、起動初加速及爬行段延續(xù)的時間，取μ=6s；</p><p>　　θ—提升容器在每次提升后的休止時間，提矸取θG=12s，提人取θR=25s。</p><p><b>　　則：</b></p><p><b>　　(3)一次提升量</b></p><p><b>　　QG′==</b&

105、gt;</p><p>　　選用1t單層罐籠、1t礦車可以滿足生產需用。</p><p>　?。?） 最大班作業(yè)時間</p><p>　　根據(jù)《設計規(guī)范》規(guī)定提升容器在提升終了后的休止時間為:</p><p>　　材料平板車θ=40s，設備器材θ=60s，炸藥、雷管取4min。</p><p>　　則：Tx材料==12

106、2.69s Tx設備=142.69 Tx炸藥=322.69s</p><p>　　最大班作業(yè)時間平衡表 表6-1-1</p><p><b>　　3.08小時 </b></p><p>　　最大班工人下井時間為19.74分,最大班凈作業(yè)時間3.08小時,基本滿足設計規(guī)范要求。</p><p>

107、<b>　　3.提升鋼絲繩選擇</b></p><p>　　(1)繩端荷重（以提矸計）</p><p>　　式中 Q—每次提矸量，1700kg；</p><p><b>　　Qk—礦車自重，；</b></p><p><b>　　Qg—罐籠自重，。</b></p>

108、<p><b>　　(2)井架高度</b></p><p>　　Hj=Hr+Hg+0.75Rt=4+8+0.75×1.25=12.94（m），取15m。</p><p>　　式中 Hj—井架高度；</p><p>　　Hr—容器的全高，4m;</p><p>　　Hg—過卷高度 ，8m;<

109、/p><p>　　Rt—天輪半徑，1.25m。</p><p>　　(3)鋼絲繩的懸垂長度</p><p>　　Hc=Hj＋Hs＝15+329.7=344.7(m)</p><p>　　(4)鋼絲繩單位重量</p><p>　　式中 m‘p—鋼絲繩單位質量，kg/m；</p><p>　　σB—鋼

110、絲繩公稱抗拉強度，1700kg/cm 2；</p><p>　　—安全規(guī)程規(guī)定的安全系數(shù)，7.5。</p><p>　　(5)選取標準鋼絲繩</p><p>　　根據(jù)計算選取PK值相近的鋼絲繩, 選取6△（30）-Ф28.0-170三角股鋼絲繩，Pk =3.044kg/m，鋼絲繩直徑dk=28mm，單股鋼絲直徑δ=2.0mm，鋼絲繩總的破斷力Qq=52250kg。&

111、lt;/p><p><b>　?。?）驗算安全系數(shù)</b></p><p><b>　　mg=>7.5</b></p><p><b>　　mr=>9</b></p><p>　　所選鋼絲繩符合《煤礦安全規(guī)程》的要求。</p><p><b

112、>　　4.提升設備選擇</b></p><p><b>　　(1)滾筒直徑</b></p><p>　　Dg' ≥80d＝80×28=2240(mm)</p><p>　　Dg' ≥1200δ=1200×2.0=2400(mm)</p><p>　　(2)鋼絲繩最大靜

113、張力：</p><p>　　(3)鋼絲繩最大靜張力差：</p><p>　　(4)確定減速器傳動比；取。</p><p>　　選用2JK-2.5×1.5－20型提升機，其性能參數(shù)如下：</p><p>　　滾筒直徑2500mm，滾筒寬度1500mm，最大靜張力90kN，最大靜張力差55kN，減速比i=20。</p>&

114、lt;p><b>　　(5)驗算滾筒寬度</b></p><p>　　根據(jù)煤礦安全規(guī)程要求副立井提升時滾筒纏繞鋼絲繩層數(shù)為1層,驗算滾筒寬度：</p><p><b>　　B′ =</b></p><p>　　=1464.65(mm)<1500(mm)</p><p>　　式中 Lm—

115、鋼絲繩試驗長度，取Lm=30m</p><p>　　Dg—初選提升機滾筒直徑(m),Dg=2.0m；</p><p>　　3—滾筒上鋼絲繩摩擦圈數(shù)；</p><p>　　d—所選提升鋼絲繩直徑(mm)，d=28mm；</p><p>　　ε—滾筒上所纏繞鋼絲繩間距(mm)，取ε=2mm。</p><p>　　滿足安全規(guī)

116、程及規(guī)范要求。</p><p><b>　　(6)選擇天輪</b></p><p>　　Dt≥80d＝80×28＝2240(mm)</p><p>　　Dt≥1200δ=1200×2.0=2400(mm)</p><p>　　選用TSG－2500/礦井上固定天輪，變位重量550kg,直徑Dt=2500

117、mm。</p><p>　　5．提升機與井筒的相對位置確定</p><p><b>　　(1)計算井架高度</b></p><p>　　Hj=Hr+Hg+0.75Rt</p><p>　　=4+8+0.75×(2.5÷2) =12.94(m)</p><p><b>

118、　　取15m。</b></p><p>　　(2)滾筒中心至井筒中的提升中心線間的水平距離Ls</p><p>　　Lsmin≥0.6Hj+3.5+D=0.6×15+3.5+2.5=15(m)</p><p><b>　　取Ls=32m。</b></p><p>　　(3)計算鋼絲繩的弦長</

119、p><p><b>　　Lx=</b></p><p>　　==33.93（m）</p><p>　　上式中Co取0.65m。</p><p>　　(4)鋼絲繩的內、外偏角</p><p>　　a．最大外偏角（按纏滿滾筒計算）</p><p>　　a1＝arctg = arct

120、g </p><p>　　=1.20＜1030′</p><p><b>　　b．內偏角</b></p><p><b>　　a2=arctg</b></p><p><b>　　=arctg</b></p><p>　　=1.110<1030′&

121、lt;/p><p>　　內、外偏角均小于1030′,故滿足《規(guī)程》要求。</p><p>　　(5)提升機鋼絲繩仰角</p><p><b>　　下繩仰角：</b></p><p><b>　　上繩仰角：</b></p><p>　　根據(jù)以上計算，鋼絲繩的內、外偏角及上出繩仰角均

122、符合設計規(guī)范要求。提升系統(tǒng)如圖6-1-3所示。</p><p>　　(6)提升機與井筒的相對位置圖</p><p>　　圖6-1-3　副井提升機與井筒相對位置圖</p><p>　　1=1. 20 2=1.110</p><p>　　β=32.92° Lx=33.93m Ls=32m Hj=15m C0=0.65m&

123、lt;/p><p><b>　　6．選擇提升電動機</b></p><p>　　(1)估算電動機功率</p><p><b>　　Ns＝</b></p><p>　　=×1.4=213.18（ kW）</p><p>　　式中 ―提升機的標準速度,?。?.8m/s；&

124、lt;/p><p>　　k―礦井阻力系數(shù)，罐籠提升k=1.2；</p><p>　　Q—一次提升貨載重力kg, Q＝4192kg；</p><p>　　—動負荷影響系數(shù)：取1.4；</p><p>　　—減速器傳使動效率，雙級傳動 =0.85。</p><p><b>　　(2)電機轉速</b><

125、;/p><p><b>　　n==</b></p><p>　　可選用YR400－52-8型電機。電機容量220kW，電壓6kV，轉速為737rpm，轉子轉動慣量16.5kg?m2，功率因數(shù)0.78，最大轉矩/額定轉矩為2.3。</p><p><b>　　提升機的實際速度：</b></p><p>　

126、　7.提升系統(tǒng)的變位質量計算</p><p>　?。?）直線運動部分的變位質量</p><p>　　=1700+592+2499+3.044×436.11=9945.03（kg）</p><p><b>　　其中 </b></p><p>　　（2）提升機變位重量</p><p&

127、gt;　　（3）天輪的變位重量</p><p>　?。?）電動機轉子系統(tǒng)的變位重量</p><p>　?。?）系統(tǒng)總變位質量</p><p>　　8.速度圖及各參數(shù)確定</p><p>　?。?）各階段速度與加速度的確定</p><p>　　a、正常加速度a0=0.6m/s2；</p><p>

128、　　b、主速度V=4.82 m/s,正常減速度：a3=0.7m/s2；</p><p>　　c、爬行距離h4=3m,爬行速度V4=0.5m/s；末減速度：a5=0.3m/s2。</p><p>　?。?）速度圖各參數(shù)計算</p><p><b>　　a、正常加速階段</b></p><p>　　正常加速時間：

129、</p><p>　　正常加速距離： </p><p><b>　　b、爬行階段</b></p><p>　　爬行階段行程: h4=3m 爬行速度： v4=0.5m/s</p><p>　　爬行時間： t4==</p><p><b>　　c、正

130、常減速階段</b></p><p>　　正常減速時間： </p><p>　　正常減速距離： </p><p><b>　　d、制動停車階段</b></p><p>　　制動時間： </p><p>　　制動距離： </p&g

131、t;<p><b>　　e、等速階段</b></p><p><b>　　等速運行距離： </b></p><p>　　等速階段時間： </p><p>　?。?）一次提升循環(huán)時間</p><p>　　9.提升系統(tǒng)動力學計算</p><p><b

132、>　?。?）提升開始時</b></p><p><b>　　（2）加速終了時</b></p><p><b>　?。?）等速開始時</b></p><p><b>　　（4）等速終了時</b></p><p><b>　?。?）減速開始時</b

133、></p><p><b>　?。?）減速終了時</b></p><p><b>　　（7）爬行開始時</b></p><p><b>　?。?）爬行終了時</b></p><p>　　（9）制動停車階段，F(xiàn)5和F5′系機械閘制動，電動機切斷電源，不輸出力矩，且時間很短，

134、可以忽略不計。</p><p>　?。?0）繪制速度圖力圖</p><p>　　由以上參數(shù)畫出提升速度圖力圖，如圖6-1-4所示。</p><p>　　圖6-1-4　副井提升速度圖與力圖</p><p>　　F1=50367.20N F/1=49210.36N F2=34545.74N F/2=17360.27N <