1、.第一部分 通風與安全第一節 概 況根據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。第二節 礦井通風一、通風系統該礦井采用副井進風，主井回風的中央并列式通風系統。二、礦井需風量計算根據煤礦安全規程和煤炭工業礦井設計規范知，礦井風量，可分別按照瓦斯涌出量、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境。（一）按最大班下井人數需風量進行計算Q礦井=4NK=4×103×1.2=492m3

2、/min=8.2m3/s式中： Q礦井礦井總供風量，m3/min； 4每人每分鐘供風標準，m3/min.人； N井下同時工作的最多人數，考慮到交接班時同時在井下人員的重疊系數1.5，井下最多人數按103人計算；K礦井通風系數，取1.20。 （二）按瓦斯涌出量及總回風流中的相對瓦斯濃度不超過0.75%計算Q礦井=100×T×q瓦×K/（0.75×24×60）=0.0926×T×q瓦×K=0.0926×909×6.45×1.9=1031.5m3/min17.2m3/s式中： Q礦井礦井總供

3、風量，m3/min； T礦井平均日產量，取909t； q瓦礦井瓦斯平均相對涌出量，取4.21m3/t.d；K 風量備用系數，取1.9。（三）按采煤、掘進、硐室等處實際需風量計算Q礦井=（Q采Q掘Q硐+Q它）×K式中： Q礦井礦井總供風量，m3/min；Q采回采工作面實際需風量的總和，m3/min；Q掘掘進工作面實際需風量的總和，m3/min；Q硐獨立通風硐室實際需風量的總和，m3/min；Q它除采掘硐室外其他需風量的總和，m3/min；K礦井通風系數，取1.20。1.回采工作面需風量計算回采工作面按瓦斯（二氧化碳）涌出量、工作面溫度、同時工作的最多人數、炸藥用量分別計算，取其中最大值

4、，并用風速驗算。按回采工作面瓦斯涌出量計算 Q采100q采絕×KCH4100×4.24×1.8763.2m3/min13m3/s式中： Q采回采工作面需要風量，m3/min； 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； KCH4采面瓦斯涌出不均衡通風系數，炮采1.42.0，取1.8。 按回采工作面溫度選擇適宜的風速進行計算 Q采60×V采×S采×Ki 60 ×1.8×6.4×1.0691.2m3/min=11

5、.52m3/s。式中： V采回采工作面風速,取1.8m/s； S采回采工作面的平均斷面積，6.4m2； Ki工作面長度系數；取1.0。 按回采工作面同時作業人數計算需風量 Q采4N Q采4×60240m3/min=4m3/s。 式中： N回采工作面同時工作的最多人數，按交接班時計算，考慮交接班時人員的重疊系數1.5，N取60人； 按回采工作面炸藥消耗量計算需風量 按一次最多炸藥消耗量計算： Q采25AQ采25×5.0125m3/min=2.08m3/s。式中： A一次爆破炸藥取最大用量5.0kg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。

6、回采工作面風速驗算：煤礦安全規程規定，采面最高、最低風速分別為4 m/s和0.25 m/s。則最大風量： Qmax= V采×S采=4×6.4=25.6m3/s則最小風量： Qmin= V采×S采=0.25×6.4=1.6m3/s有： 1.6m3/s13m3/s25.6m3/s滿足規程關于風速的規定。故回采工作面風量取最大值為：13m3/s。2.掘進工作面投產時，12采區布置2個煤巷掘進工作面，保證12采區工作面之間的正常接替，由于12采區內斷層較多，可采儲量少，考慮采區之間的正常接替，另布置1個21采區軌道下山掘進面。掘進工作面按瓦斯涌出量、同時工作的最

7、多人數、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。兩個煤巷掘進工作面需風量按瓦斯涌出量計算Q煤掘100×q掘絕×KCH4m3/min式中：KCH4瓦斯涌出不均衡通風系數，取1.8；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；則Q煤掘100×1.82×1.8327.6m3/min=5.46m3/s按人數計算掘進工作面實際需風量Q掘4Nm3/min式中：N掘進工作面同時工作的最多人數，取30人則Q掘4×30120 m3/min按局部通風機實際吸風

8、量計算Q掘= Qf·I·Kf =300×1×1.2=360 m3/min=6m3/sQf掘進面局部通風機額定風量，選用FBDN05.6型局扇，技術參數如下：電機功率為15×2kW，風量范圍為280430 m3/min。取Qf =300m3/min；I掘進面同時運轉的局部通風機臺數，1臺；kf為防止局部通風機吸循環風的風量備用系數，取1.2。按最大炸藥消耗量計算Q掘=25·A =25×2.5=62.5 m3/min式中： 25每爆破1炸藥需要供給的風量，m3/min;A掘進工作面一次最多炸藥消耗量，2.5;通過計算可知掘進工作

9、面的最大需風量為：Q掘=237.1m3/min。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。風速驗算 按最低風速驗算： Q掘60×0.25S99 m3/min，煤巷掘進斷面為6.6。按最高風速驗算： Q掘60×4S1584 m3/min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。根據統計的結果，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。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。3.硐室需風量通風容易時期井下

10、獨立通風的硐室有：絞車房、溜煤眼，每個硐室配風各取1m3/s，則Q硐=2m3/s。通風困難時期井下獨立通風的硐室有：采區變電所、采區泵房，每個硐室配風各取1m3/s，則Q硐=2 m3/s。井下中央變電所、泵房及消防材料庫采取新鮮風流通過。4.其他需風量通風容易時期其他需風量按1個地點分配，取Q硐=3 m3/s。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。5.礦井總需（供）風量根據以上計算，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、采區各硐室的用風量如下：通風容易時期：Q礦井=（Q采Q掘Q硐+Q它）×K=（13+3×6+2+3

11、）×1.20 =43.2m3/s 取44 m3/s。通風困難時期：Q礦井=（Q采Q掘Q硐+Q它）×K=（13+2×6+2+9）×1.20 =43.2m3/s 取44 m3/s。即通風容易時期和困難時期礦井總分量均為44 m3/s。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程規定。 礦井通風容易時期風量分配表 表5-2-1 用風地點計算風量(m3/s)實際配備風量(m3/s)作業點個數回采工作面13141掘進工作面3×63×63溜煤眼141其他281合計3544 礦井通風困難時期風量分配

12、表 表5-2-2 用風地點計算風量(m3/s)實際配備風量(m3/s)作業點個數回采工作面13151掘進工作面2×62×62采區變電所12采區水泵房121其他9133合計3644三、礦井通風負壓根據開拓方式和采區布置確定的礦井通風容易時期負壓產生在12采區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21041工作面，最大負壓產生在21采區21041工作面，風量為44m3/s，其最大負壓為1093.80Pa。計算公式如下： 式中：L、P、S分別為各井巷的長度、周長、凈斷面； 摩擦阻力系數； Q各井巷和硐室所需要的實際風

13、量。其總和為總摩擦阻力，即： =h1-2+ h2-3+hn-(1)式中：h1-2， h2-3，hn-(1)為各段井巷之摩擦阻力，Pa。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。考慮到15%局部阻力，得到礦井通風阻力為： 通風容易時期的總阻力h阻=862.52 Pa 通風困難時期的總阻力h阻=1257.87Pa四、等積孔計算經計算，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。; 通風容易時期負壓計算表 表5-2-3序號巷道名稱支護方式a （kg·s2/m4）P （m）L （m）S （m2）Q （m3/s）V

14、 （m/s）H （Pa）1副井混凝土0.00414.4329.716.6443.0679.962井底車場（雙軌）錨噴0.002712.51510.8262.082.723井底車場（單軌）錨噴0.002710.4267.5262.5011.704西軌道運輸大巷砌碹0.002710.4807.5302.8847.92512采區軌道運輸巷錨噴0.00279.8908.2303.0638.87612采區軌道運輸巷錨噴0.00279.8908.2181.8413.997聯絡巷錨噴0.00279.8178.2161.632.09812021工作面運輸巷工字鋼0.003710.51606.6141.3342

15、.38912021工作面單體柱0.004710.21006.4141.3735.841012021工作面回風巷工字鋼0.003710.51356.6141.3335.761112021工作面回風巷工字鋼0.003710.5436.6161.5214.881212采區運輸機巷工字鋼0.003710.5346.6161.5211.761312采區運輸機巷錨噴0.00279.8298.2161.633.561412采區運輸機巷錨噴0.00279.8788.2181.8412.131512采區運輸機巷錨噴0.00279.8788.2303.0633.691612采區運輸機巷錨噴0.00279.8127

16、8.2303.0654.8517上倉斜巷錨噴0.00279.8758.2303.0632.3918總回風巷錨噴0.00279.8218.2444.4919.5119主井井筒混凝土0.00411.9330.411.3443.70209.4820主井風硐混凝土0.00056.3253.2446.9846.5321合計750.0122局部通風阻力15112.5023總計862.52 通風困難時期負壓計算表 表5-2-4 序號巷道名稱支護方式a （kg·s2/m4）P （m）L （m）S （m2）Q （m3/s）V （m/s）H （Pa）1副井混凝土0.00414.4329.716.6443

17、.0679.962井底車場（雙軌）錨噴0.00112.51510.8403.202.383東軌道運輸大巷砌碹0.00110.4607.5403.8523.674東軌道運輸大巷砌碹0.00110.4257.5383.658.90521采區上部車場錨噴0.0019.8208.2323.273.64621采區軌道下山工字鋼0.001710.5106.6343.247.18721采區軌道下山工字鋼0.001710.51356.6312.9580.55821采區軌道下山工字鋼0.001710.51336.6292.7669.45921采區軌道下山工字鋼0.004710.5886.6232.1979.91

18、1021040工作面運輸巷工字鋼0.002710.51606.6151.4335.501121040工作面單體柱0.002710.2456.4151.4710.641221040工作面回風巷工字鋼0.002710.53866.6151.4385.6413聯絡巷錨噴0.00279.8128.2212.142.541421采區運輸機下山工字鋼0.002710.51356.6292.76111.961521采區運輸機下山工字鋼0.002710.51356.6312.95127.931621采區運輸機下山工字鋼0.002710.5486.6343.2454.7217上倉斜巷錨噴0.00279.8508

19、.2383.8834.6518總回風巷錨噴0.00279.8208.2444.4918.5819主井井筒混凝土0.00411.9330.411.3443.70209.4820主井風硐混凝土0.00056.3253.2446.9846.5321合計1093.8022局部通風阻力15164.0723總計1257.87四、通風設施、防止漏風和降低風阻的措施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。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%

20、。3.進、回風巷道間應保持一定的距離，盡量少開聯絡巷道。4.局部通風機風筒、水管過風墻處應將縫隙封閉嚴實。5.巷道要定期清理，巷道內嚴禁堆放雜物等。6.巷道變形量超過15%時應及時擴修。第三節 災害預防為確保礦井安全，在礦井建設和生產過程中要嚴格執行煤礦安全裝備基本要求、煤礦安全監測裝備標準和使用管理規定、煤礦安全規程等有關規程規定，對瓦斯、煤塵、水害等進行早期預測預防，切實防止災害的發生。一、防水1.井下防治水 （1）底板水：主要是煤層底板L7-L8灰巖內裂隙巖溶水，該含水層與煤層之間有0.128.17m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。根據礦方提供的資料，本井

21、田水文地質條件中等，目前石炭系灰巖含水層和奧陶系灰巖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。（2）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。（3）井田淺部為礦井現有生產區的采空區以及相鄰礦井楊家溝煤礦的采空區。除留足隔水煤柱外，必須堅持有疑必探，先探后掘原則，謹防采空區水進入巷道。（4）本設計在井田淺部留有安全防水煤柱，生產

22、中應確保煤柱的有效寬度和完整性。（5）回采掘進時要加強觀察，發現透水征兆（如掛紅、淋汗、空氣變冷、出現霧氣、水叫、頂板淋水加大、頂底來壓，或出現裂隙、出現滲水、水色變深、有臭味異常等等）時，必須停止作業，立即采取措施，出現危及人身安全時要立即發出警報，趕快撤出危險地點所有人員。（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，要嚴格執行有疑必探，先探后掘原則，發現異常情況及時采取措施，防患于未然。2.地面防治水井田地面沒有大的河流，該區地表東部和南部沖溝發育，工業場地北面緊鄰岳村東溝，溝內常年無水，僅雨季洪水季

23、節有水流過，匯入井田邊界外的五星水庫。施工中，工業場地及其所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。二、預防瓦斯1.根據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。雖然本礦井為低沼氣礦井，但是生產中必須嚴格按照煤礦安全規程有關規定執行。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。3.嚴格執行瓦斯檢測管理制度，一旦發生瓦斯濃度超限和局部瓦斯聚集時，應先撤出人員并立即采取相應的處理

24、措施。4.井下電器設備選型嚴格按照煤礦安全規程要求選型。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。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，達到安全規程要求后方可施工。為了預防瓦斯事故，全礦裝備一套KJ95型安全監測系統連續監測瓦斯情況，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，發現瓦斯超限及時停工撤人。按礦井井下在籍人數配備有自救器，風門設有風電閉鎖裝置。三、預防煤塵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

25、通風系統和增大風量時，必須相應調整風速，防止煤塵飛揚。采區溜煤眼不能放空，井下礦車不能漏煤，并定期檢查維修，以保持良好狀態。2.井下設有完備的消防灑水系統，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。3.回采工作面要進行煤壁注水，濕潤煤體減少煤塵的產生。 四、預防火災1.本礦井二1煤層屬自燃煤層，要充分預防井下火災的發生。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。2.各回采工作面采完后應及時密閉，防止風流進入采空區。3.有機電設備的硐室均用不燃性材料支護， 并按規程要求設置防火門。4.機電硐室、消防材料庫及井下易著火地

26、點配置滅火器等防火設備，并應保持設施的完好。 5.確保井下消防灑水系統的正常運行。6.建設和生產期間要嚴格執行礦井防滅火規范， 防止火災發生。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材。五、預防頂板事故1.采掘工作面必須及時支護，嚴禁空幫空頂。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。 3.要保證支架質量,棚口要嚴,后身要實，迎山角、扎角要適當。4.加強巷道維修，發現斷梁折柱或漏幫漏頂應及時進行修理。5.采煤工作面放頂時應指派有經驗的工人觀察頂板。6.為了

27、防止頂板事故，設計將井底車場、運輸大巷，采區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。采區中的其他巖石巷道均采用錨噴支護。六、安全救護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

28、員進行培訓，提高其救護能力，保障礦井安全生產。第二部分 提升、通風、排水和壓縮空氣設備第一節 提升設備一、主井提升設備（一）提升方式（一）提升方式礦井采用立井雙箕斗提升負擔全礦提煤任務。經計算選用2JK2/20型雙滾筒絞車,滾筒直徑2.0m，滾筒寬度1.0m;配套電機選用：YR400396型三相交流異步電動機，其功率為250kW，額定電壓為6kV。（二）提升設備選型1.設計依據井型(年產量)： An=0.3Mt/a；工作制度： br=330d/a；井筒深度： Hs=330.4m；每天凈提升時間： t=16h/d；裝載高度： Hz=16.4m；卸載高度： Hx=9.5m；提升任務：擔負礦井提煤任

29、務。2提升容器經濟提升速度Vj=0.4=0.4=7.19m/s式中 Ht=Hs-Hz+Hx=330.4-16.4+9.5=323.5m實際取提升速度m/s。一次提升時間Tx式中 提升正常加速度，取=0.7m/s2 容器起動初加速及爬行段延續的時間，取=10s 提升容器在每次提升后的休止時間，取=8s則：一次提升量式中 C提升設備的不均勻系數，暫取C=1.15； br提升設備年工作天數，由已知br=330d； t提升設備每天工作時間，由已知t=16h； a提升能力富裕系數，取1.2。則：選擇提升箕斗爭求礦方意見，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，其技術規格如下：箕斗全高：

30、 Hr=5m箕斗名義載重量： 2.5t箕斗自身質量： Qz2.5t3.提升鋼絲繩選擇繩端荷重Qdm+mz2500+2500=5000kg井架高度HjHx+Hr +Hg+0.75Rt=9.5+5+4+0.75×2.0/2=19.25m，取20m。鋼絲繩的懸垂長度Hc=HjHs-Hz20+328-14=334m鋼絲繩單重：式中 m鋼絲繩單位質量，kg/m；B鋼絲繩公稱抗拉強度，17.00×108kg/ m 2；安全規程規定的安全系數，6.5；選取標準鋼絲繩根據計算選取6（30）-24-170型鋼絲繩，鋼絲繩直徑24mm，鋼絲繩破斷拉力總和38350kg，鋼絲繩每米重為Pk=2.

31、234kg/m，鋼絲繩中最粗鋼絲直徑為：=1.7mm。驗算安全系數：故符合煤礦安全規程的要求。4.提升機選擇滾筒直徑：Dg' 80d80×24=1920 mm最大靜張力： Fj=Qd(5000+2.234×334)×9.81/1000=56.37kN最大靜張力差：Fc=QmpHc(2500+2.234×334)×9.81/1000=31.84kN確定減速器傳動比；取。選用：2JK2/20型絞車, 滾筒直徑D=2.0m，滾筒寬度B1.0m，變位質量mj7910kg，兩滾筒中心距為：1.09m；Fjmax=60kN；Fcmax=40kN。驗

32、算滾筒寬度式中 LS鋼絲繩試驗長度，取LS=30m； Dg初選提升機滾筒直徑(m),Dg=2.0m； K纏繞層數，2層； 3滾筒上鋼絲繩摩擦圈數； 4附加的鋼絲繩圈數； d所選提升鋼絲繩直徑(mm)，d=24mm； 滾筒上所纏繞鋼絲繩間距(mm)，取=2mm;Dp平均纏繞直徑，m;滾筒寬度滿足要求。計算天輪直徑Dt80d80×241920mm選擇天輪根據計算的天輪直徑，選用天輪：TSG 2000/13.5。Dt=2.0m,變位質量，mt=307kg5提升機與井筒的相對位置確定計算井架高度Hj=Hx+Hr+Hg+0.75Rt=9.5+5+4+0.75×(2.0÷2)

33、 =19.25m圓整后取20m。滾筒中心至井筒中提升中心線的距離LsLsmin0.6Hj+3.5+D=0.6×20+3.5+2.0=17.5m取25m。計算鋼絲繩的弦長Lx=30.83m上式中Co取0.65m。鋼絲繩的內、外偏角a最大外偏角（按纏滿滾筒計算）a1arctg = arctg =arctg0.0112=0.6401030式中 S兩箕斗中心距，S=1.4ma兩滾筒內緣間距a=兩滾筒中心距滾筒寬度1.091.00.09mb內偏角a2=arctg=arctg=arctg0.0212=1.220<1030內、外偏角均小于1030,故滿足規程要求。提升機的鋼絲繩仰角下繩仰角：

34、 上繩仰角：根據以上計算，鋼絲繩的內、外偏角及上、下出繩仰角均符合設計規范要求。提升系統如圖6-1-1所示。提升機與井筒的相對位置圖圖6-1-1主井提升機與井筒相對位置圖s=1.4m a=0.09m 1=0.64° 2=38.8° Lx=30.83m Ls=25m Hj=20m C0=0.65m6選擇提升電動機估算電動機功率P=×1.3=215.54kW式中 提升機的標準速度,查表可得5.0m/s；K礦井阻力系數，箕斗提升k=1.15；Q一次提升貨載重力N, Q2500kg；一影響系數：箕提升=1.21.4取1.3；減速器傳使動效率。雙級傳動 =0.85。電機轉速

35、n=選電機查電動機的規格表選用：YR400396三相交流異步電動機，其技術參數如下：功率Pe=250kW 轉速ne983 r/min效率d=0.932額定電壓Ue=6kV轉動慣量(GD2)d=11.75kgm2最大轉矩/額定轉矩 2.24提升機的最大速度Vm=5.14m/s7計算提升機的變位質量直線運動部分的變位質量=2500+2×2500+2×2.234×438.79=9460.51 kg其中=334+30.83+30+(3+4)×3.14×2.0=438.79m作旋轉運動部分的變位質量a天輪 =2×307=614kgb提升機（包括

36、減速機）=7910kgc電動機轉子的變位質量md=1175kg總變位質量m= =9460.51+614+7910+1175 =19159.51kg8提升運動學與動力學計算1）運動學計算各階段速度與加速度的確定a、初速度V0=1.5m/s, 初加速度a0=0.4m/s2,主加速度：a1=0.7m/s2；b、主速度V=5.14 m/s,主減速度：a3=0.7m/s2；c、爬行距離h4=2.25m,爬行速度V4=0.5m/s；末減速度：a5=0.4m/s2速度圖參數計算：曲軌中初加速時間：t0=3.75s箕斗在卸載曲軌中實際行程：主加速時間： t1=5.21 s主加速階段行程：h1=t1=m主減速階

37、段的時間：t3=主減速階段的行程：h3= =18.72m爬行階段行程: h4=2.25m v4=0.5m/s爬行時間：t4=制動時間：制動距離：等速階段的行程：=334-2.81-17.30-18.72-2.25-0.31282.10 m等速階段時間：t2=一次提升循環時間：=3.75+5.21+54.84+6.63+4.5+1.25+8=84.18s此值小于選擇容器估算的一次提升循環時間89.84s，故上述運動學參數選擇是合適的。由以上參數畫出提升速度圖如下所示：圖6-1-2主井提升速度圖與力圖F0=42957N; F/0=42834N;F1=48582N;F/1=47824N; F2=34

38、412N;F/2=22047N; F3=8635N; F3=7815N; F4=21226N; F/4=21128N。提升設備生產能力：小時生產能力：=106.92 t年提升能力：提升能力富裕參數：2)動力學計算初加速階段=9.81×(1.15×2500+2.234×334)+19159.51×0.4=42957N=42957-2×2.234×2.81×9.81=42834N主加速階段=42834+19159.51×（0.7-0.4）48582N=48582-2×2.234×17.3×

39、9.8147824N等速階段=47824-19159.51×0.7=34412N34412-2×2.234×282.1×9.81=22047N減速階段=22047-19159.51×0.7=8635N=8635-2×2.234×18.72×9.81=7815N爬行階段=7815+19159.51×0.721226N=212262×2.234×2.25×9.81=21128N將以上計算結果作出提升力圖如圖6-1-2所示。9電動機功率驗算1）按電動機允許發熱驗算：求 等效時間=&

40、#215;(3.75+5.21+6.63+4.5)+54.84+×8=67.55 s等效力Fd=31226N等效功率Pd=207.88kW<250kW前面預選的電機額定功率為：Pe=250kW ，所以：Pe>Pd電機允許發熱滿足要求。2）按正常運行時電機過電荷能力驗算：力圖中最大拖動力：Fmax=48582 N電動機額定拖動力：Fe=1000Ne·/Vm =1000×250×0.85/5.14=41307(N)則電動機過負載： 故滿足要求。3）特殊力的校驗當打開離合器后，調繩作單鉤提升時：Ft=1.1(Qz+PkHc)g=1.1×(

41、2500+2.234×334)×9.81=35029N特殊力作用下電動機過負荷系數的校驗t=Ft/Fe=35029/41307=0.848t<0.9=0.9×2.24=2.016故所選用的電動機是能夠滿足運轉中的實際需要。10電控及信號設備電控采用TKD-PC-02-2286I/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。 11起重設備提升機房內設起重梁，起重能力5t。二、副井提升設備（一） 提升方式蘆溝礦礦井年產量0. 30Mt/a，副井提升方式為雙罐籠提升，經計算選用2JK-2.531.5-20型雙滾筒提升機，滾筒直徑2.5m,

42、滾筒寬度1.5m,減速比i=20；配套電機選用YR40054-8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。（二）提升設備選型：1.設計計算條件（1）井筒深度： Hs=329.7m；（2）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×980mm×1200mm(長×寬×高)。（3）提升方式：雙罐籠提升；（4）提升容器：設計最大提升速度Vm

43、=4.80m/s，提升容器采用一對1t礦車單繩普通罐籠。罐籠自重2499kg（含抓捕器），乘人數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，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； （5）礦井工作制度:年工作日br=330天,每天凈提升工作時間t=16h。2.副井作業平衡表（1）經濟提升速度Vm=0.47.24 取4.8m/s式中 Ht=Hs=329.7m（2）一次提升循環時間估算式中 提升正常加速度，取=0.6m/s2； 容器起動初加速及爬行段

44、延續的時間，取=6s； 提升容器在每次提升后的休止時間，提矸取G=12s，提人取R=25s。則：(3)一次提升量QG=選用1t單層罐籠、1t礦車可以滿足生產需用。（4） 最大班作業時間根據設計規范規定提升容器在提升終了后的休止時間為:材料平板車=40s，設備器材=60s，炸藥、雷管取4min。則：Tx材料=122.69s Tx設備=142.69 Tx炸藥=322.69s最大班作業時間平衡表 表6-1-1序號名稱每班提升量單位每次提升量每班提升次數每次提升時間(秒)不均衡系數每班提升時間(秒)1掘進煤22.7噸12394.691.252722.272矸36.4噸1.72294.691.25260

45、3.93下降人員103人1011107.691184.564提升人員50人105107.69538.445升降管理人員1107.69107.696炸藥雷管1車11322.69322.697支架材料22.7車123122.692821.818設備2車12142.69285.389保健車1車11122.69122.6910其它3車13122.69368.0611合計11077.48 3.08小時 最大班工人下井時間為19.74分,最大班凈作業時間3.08小時,基本滿足設計規范要求。3.提升鋼絲繩選擇(1)繩端荷重（以提矸計）式中 Q每次提矸量，1700kg； Qk礦車自重，； Qg罐籠自重，。(2

46、)井架高度Hj=Hr+Hg+0.75Rt=4+8+0.75×1.25=12.94（m），取15m。式中 Hj井架高度；Hr容器的全高，4m;Hg過卷高度 ，8m;Rt天輪半徑，1.25m。(3)鋼絲繩的懸垂長度Hc=HjHs15+329.7=344.7(m)(4)鋼絲繩單位重量式中 mp鋼絲繩單位質量，kg/m；B鋼絲繩公稱抗拉強度，1700kg/cm 2；安全規程規定的安全系數，7.5。(5)選取標準鋼絲繩根據計算選取PK值相近的鋼絲繩, 選取6（30）-28.0-170三角股鋼絲繩，Pk =3.044kg/m，鋼絲繩直徑dk=28mm，單股鋼絲直徑=2.0mm，鋼絲繩總的破斷力Q

47、q=52250kg。（6）驗算安全系數mg=>7.5mr=>9所選鋼絲繩符合煤礦安全規程的要求。4.提升設備選擇(1)滾筒直徑Dg' 80d80×28=2240(mm)Dg' 1200=1200×2.0=2400(mm)(2)鋼絲繩最大靜張力： (3)鋼絲繩最大靜張力差：(4)確定減速器傳動比；取。選用2JK-2.5×1.520型提升機，其性能參數如下：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。(5)驗算滾筒寬度根據煤礦安全規程要求副立井提升時滾筒纏繞鋼絲繩層數為1層,驗算滾筒

48、寬度：B = =1464.65(mm)<1500(mm)式中 Lm鋼絲繩試驗長度，取Lm=30m Dg初選提升機滾筒直徑(m),Dg=2.0m； 3滾筒上鋼絲繩摩擦圈數； d所選提升鋼絲繩直徑(mm)，d=28mm； 滾筒上所纏繞鋼絲繩間距(mm)，取=2mm。滿足安全規程及規范要求。(6)選擇天輪Dt80d80×282240(mm)Dt1200=1200×2.0=2400(mm)選用TSG2500/礦井上固定天輪，變位重量550kg,直徑Dt=2500mm。5提升機與井筒的相對位置確定(1)計算井架高度Hj=Hr+Hg+0.75Rt=4+8+0.75×(2

49、.5÷2) =12.94(m)取15m。(2)滾筒中心至井筒中的提升中心線間的水平距離LsLsmin0.6Hj+3.5+D=0.6×15+3.5+2.5=15(m)取Ls=32m。(3)計算鋼絲繩的弦長Lx=33.93（m）上式中Co取0.65m。(4)鋼絲繩的內、外偏角a最大外偏角（按纏滿滾筒計算）a1arctg = arctg =1.201030b內偏角a2=arctg=arctg=1.110<1030內、外偏角均小于1030,故滿足規程要求。(5)提升機鋼絲繩仰角下繩仰角：上繩仰角：根據以上計算，鋼絲繩的內、外偏角及上出繩仰角均符合設計規范要求。提升系統如圖6-

50、1-3所示。(6)提升機與井筒的相對位置圖圖6-1-3副井提升機與井筒相對位置圖1=1. 20 2=1.110=32.92° Lx=33.93m Ls=32m Hj=15m C0=0.65m6選擇提升電動機(1)估算電動機功率Ns=×1.4=213.18（ kW）式中 提升機的標準速度,取4.8m/s；k礦井阻力系數，罐籠提升k=1.2；Q一次提升貨載重力kg, Q4192kg；動負荷影響系數：取1.4；減速器傳使動效率，雙級傳動 =0.85。 (2)電機轉速n=可選用YR40052-8型電機。電機容量220kW，電壓6kV，轉速為737rpm，轉子轉動慣量16.5kgm2，功率因數0.78，最大轉矩/額定轉矩為2.3。提升機的實際速度：7.提升系統的變位質