临时改绞施工组织设计

第一章工程概述
1.1简述
华润天能沛城煤矿位于位于沛县境内，交通较为方便。

本矿区由南京设计研究院设计，矿井开拓方式为立井开拓，工业场地设主、副、两个井筒。

主、副、两井二期工程及相关硐室均由我单位承建，主井井筒净直径 5.0m，井口标高＋38.5m，井底马头门底板标高为-584.5m，井底水窝深15m，井筒全深638m。

根据沛城煤矿综合规划，为保障井下二期井巷工程安全高效地施工，在主井井筒到底后，对主井进行临时改绞装备。

将提升方式由吊桶提升改变为临时罐笼提升，以满足井下二期巷道工程施工需要。

1.2二期工程临时矿建措施工程
为考虑井下二期工程前期动力、排水方便，井筒到底后，需增加井下泵房、水仓、信号硐室等措施工程。

临时泵房规格为长³宽³高：5.5³5.0³3.65m，支护形式为一次锚网喷支护；临时信号硐室规格为长³宽³高：2.0³2.0³2.0m，支护形式为一次锚网支护。

泵房、水仓、信号硐室掘砌好后，安装临时排水系统、变电系统、通信信号系统。

（硐室特征见下表、各硐室具体布置见附图）
临时矿建措施工程技术参数
序号名称
岩石
硬度
系数
支护
方式
断面特征一次支护硐室特征
净宽
（m）
墙高
（m）
拱高
（m）
直径与
长度
（mm）
间排距
（mm）
长度
（m）
支护
厚度
（mm）
1 信号室4～6 锚网喷 2.0 1.0 1.0 22*2500 700*700
2 150
2 临时泵房4～6 锚网喷 5.0 1.0 2.65 22*2500 700*700 5.5 150
第二章施工准备及场地布置
2.1 施工准备期安排
施工准备工作主要包括技术准备、工程准备、器材设备准备、劳动力准备和对外协作工作，具体内容为：
1、组织改绞装备人员与设备进场、形成生活服务系统及二期临时措施工程。

2、编制临时改绞施工安全技术措施。

3、二期措施工程施工，落实改绞所需装备、设备、线缆、风筒及非标加工件。

4、落实施工设备和物资供应，按劳动力需用计划，组织施工人员进场。

组织所有拟参与改绞施工人员贯彻施工组织设计精神，熟悉图纸，技术人员进行安全、技术交底。

5、平整好井口四周场地，以便于进料。

6、严格按照设计图纸、设备清单，检查材料、外购件及设备的到货情况，并分类排放整齐。

7、按照图纸清单，清点到场加工件的数量、规格及型号，按要求把各类加工件运至井口附近，根据改绞装备关系做好分中、号眼等工作，并按图纸校核尺寸，试组装，做标志。

8、获得井筒内部情况资料，了解井筒内设施布置情况，完成井筒实测定位及井筒竖直度检测工作，检测测量放线点。

9、按照施工要求准备好施工机具、吊索、吊具及辅助材料、布置消防器材。

10、检修悬吊稳车、井口起吊小绞车，更换小绞车提升钢丝绳及滑车、固定绳。

11、由测量给出天轮平台、二台、封口盘、井下出车平台的十字中心线以及标高点。

12、所有施工设备机具在使用前做一次全面检查，严禁带病工作。

13、落实施工措施，准备固定保险带生根点。

14、清理吊盘及马头门两侧杂物。

2.2 场地布置
2.2.1 布置原则
1、在工广内布置的临时建筑尽量避开拟建的永久建筑位置或在使用时间上与拟建永久建筑的施工时间错开。

2、临时建筑的布置要符合施工工艺流程的要求，做到合理布置。

临时工业建筑、为井口服务的设施布置在井口周围。

动力设施靠近负荷中心，木材、钢筋、机修加工厂房，靠近器材仓库和堆放场地。

建筑施工器材要便于运输。

3、符合环境保护、劳动保护、防火要求。

4、合理充分利用土地。

2.2.2 场地布置
场地布置详见附图一《主井工业场地平面布置图》。

第三章临时改绞装备方案
3.1装备方案简述
3.1.1提升系统装备方案
改绞后，主井选用南部2JK-3.5/20主提升绞车结合一对1.0t双层二车带防坠器普通金属罐笼进行提升，以满足二期工程施工需要。

每个罐笼装备BF-152型抓捕器一套；井上下口金属套架内分别安设二套GHT-1200/1200型缓冲托罐装置；上井口进出车平台安设KDT 型搭接式手动摇台，下井口进出车平台安设KHT-10型阻尼摇台；采用8根18³7+FC-32-1770钢丝绳作为罐道绳，SGY-20型液压拉紧装置固定；4根18³7-36-1770(左右各两根)钢丝绳作为制动绳。

井上下口安设方钢刚性罐道，作为罐笼在上下井口稳罐导向，井上下口安设信号连锁侧滑式安全栅门。

详见附图《二期改绞平面布置图》。

3.1.2通风系统装备方案
1、主井井筒内安设一路Φ600mm胶质风筒。

2、主井到底后首先施工环形车场及相关措施巷（硐室），再施工主风井短路贯通联斜巷施工完毕，主、副井贯通后，应及时调整通风系统：
3.1.3排水系统装备方案
改绞及井底车场及相关措施巷（硐室）施工期间，主井采用DC50-80³9卧泵3台（其中1台备用.1台检修），结合主井井筒内安装的1路υ108³6mm无缝钢管排水；二期排水系统增加临时排水泵房和临时水沧,工作面的水通过排水沟排至临时水沧,井底水窝的水通过潜水泵排至临时水沧,临水沧的水再通过主排水泵排至地面。

3.1.4压风（供水）（通讯、信号）系统装备方案
主井井筒内安设一路υ159³6无缝钢管作为压风管，跟附υ57³3.5供水管一路,及10*1.0通信电缆一趟。

3.1.4电力系统装备方案
主井井筒内敷设两路YJV-3X95的低压电缆，一路MYP-3X70屏蔽电缆。

3.1.5翻矸系统装备方案
翻矸系统采用1.0t矿车前翻式翻车机，自卸汽车排矸。

3.2改绞应具备的条件
1、井筒及水窝按图纸施工达到竣工要求。

另外，根据《煤矿安全规程》关于立井提升装置的过放距离要求，由插值法计算改绞后罐笼过放距离为6.0m，考虑防撞梁，罐道绳及制动绳拉紧装置梁的安装以及清淤排水等诸因素，井底水窝深度须延挖不小于12m。

2、马头门两侧施工超过15m。

在南部马头门东侧3m处施工一个的临时信号硐室，北部马头门设前期临时水泵房硐室（临时放置三台用ＤＣ50-80³9型水泵进行前期排水）。

3.3编制原则
1、根据矿方有关二期工程施工的相关要求。

2、井筒组织设计及平巷施工设计，确保安全和施工质量的前提下，科学合理地施工。

3、积极采用先进技术和经验，合理安排工期，组织平行作业，交叉作业，加快改绞进度。

4、充分利用现有的设备和材料，减小改绞投资。

3.4编制依据
1、《沛城煤矿主井井筒掘彻工程施工设计》
2、沛城煤矿主井井筒掘彻工程的招标文件。

3、沛城煤矿主井-585m水平平，剖面图；
4、《煤矿安全规程》。

5、《建井工程手册》、《凿井工程图册》及煤炭行业标准规定。

6、《煤矿安装工程质量检验评定标准》。

7、《矿山井巷工程施工及验收规范》。

7、《特种设备安全监察条例》
8、《钢结构工程施工质量验收规范》GB50205-2001
9、《机械设备安装工程施工及验收通用规范》GB50231-98
10、《建筑电气工程施工质量验收规范》GB50303-2002
11、《钢结构高强度螺栓连接的设计、施工及验收规程》JGJ82-91
第四章主要装备系统选型及校核
4.1提升系统及附件
利用凿井施工期间使用的Ⅳ
G
井架，悬吊 1.0t双层二车普通金属罐笼，绞车选用2JK-3.5/20型双滚筒绞车。

双层罐笼同时可提矸、下料或上下人, 或上层提升人员、下层出矸。

其提升能力为17.9m3/h，可满足二期井下施工提升需要。

4.1.1提升绞车
提升机技术特征
提升机型号
滚筒最大静张
力
(kg)
最大静张
力差
(Kg)
减速
比
绳
速
(m/s)
选用电动机
个
数
直径
（m）
宽度
（m）
型号
功率
(KW)
转速
(r/min)
2JK-3.5/20 2 3.5 1.7 17000 11500 20 5.43 YR560-10 800 593
4.1.2矿车
矿车采用MG1.7-6A型号1.0t箱式矿车,容积1.1m3。

名义载重1.0T,最大载重量1.1t。

自重600Kg,轨距600mm。

4.1.3罐笼
罐笼选用 1.0t双层二车带防坠器普通金属罐笼,钢丝绳罐道，罐笼全高7500mm，长3160mm，宽1130mm，自重2300Kg，载人18³2=36人。

4.1.4提升天轮
D≥60d=60*36=2160mm，型号为TSG-2500/36。

4.2钢丝绳的选择
1、井口标高至井底车场轨面全深623.5m，至天轮平台高25.87m。

钢丝绳的最大悬垂高度H
=623.5+25.87=649.37m。

2、矿车载重量Q
1=K•V
g
•r
g
=0.9³1.1³1600=1584kg
K-装满系数0.8-0.9,取0.9；
Vg-矿车容积取1.1m3；
r
g
-岩石松散容重1600Kg/m3。

3、钢丝绳终端载荷按双层提矸，罐笼、矿车总重量和计算
Q
终=2Q
矸
+2Q
车
+Q
笼
+Q
坠
=2³1600+2³600+2300+507=7207kg
式中Q
矸
-矿车载重量1600kg；
Q
车
-矿车重量600kg；
Q
笼
-罐笼自重2300kg；
Q
坠
-防坠器自重507kg；
钢丝绳单位长度重量
按出厂标准PS= 4.95kg/m
由钢丝绳GB/T 8918-1996标准中表21选出试选18³7+FC-36-1870特钢丝绳
P
S
=4.95kg/m，
4、安全系数m的校验
①双层提升矸石时：
m
物=Q
d
/[g（Q
终
+H
O
P
S
）]
=1190624/[9.8³（7207+649.37³4.95）] =11.65》7.5满足要求
②双层提升人员时：
13*2=26
m 人=Q d /（Q 人+Q 笼 +Q 坠+H O •P S ）
=1190624/[9.8³（26*75+2300+507+649.37*4.95）}
=15.24＞9 满足要求。

③混合提升时（上层罐上人，下层提矸）： M 混= Q d /（Q 人+ Q 1+ Q 车+Q 笼 +Q 坠+H O •P S ）
=1190624/[9.8³（13³75+1600+600+2300+507+649.37³4.95）]
=13.25＞9 满足要求。

4.3提升机强度的验算 4.3.1最大静张力验算
F JI =(2Q 1+ 2Q 车+ Q 笼+Q 坠+H O •P S )²g
=(2³1600+2³600+2300+507+649.37³4.95)³9.8=102129.52N ＜170000N 满足要求。

4.3.2最大静张力差验算 F C =(2Q 矸+2Q 车+H O •P S )²g
=(2³1600+2³600＋649.37³4.95)³9.8 =76580.9N ＜115000N 满足要求 4.3.3提升绞车拖动电机验算 P=[(KQV m )/(102ηc)]•ρ
C
=[（1.2³5800³5.4）/（102³0.85）]³1.3 =563.5KW ＜800KW 满足要求 式中K-矿车提升阻力系数取1.2
Q-提升载荷Q= 2Q 矸+2Q 车= 2³2300＋2³600=5800kg V m -提升机最大提升速度； V m =5.8m/s
ηc-减速机效率取0.85； ρC -动负荷系数1.3；
由以上验算结果知：可以进行1.0t 双层二车罐笼提升矸石,亦可以选择上层提人下层装车装矸或双层提人的提升方式。

4.4提升钢丝绳内外偏角的验算 1、钢丝绳的弦长
L=22)()(C h RT b ++-=22)8.007.27()75.119.45(-+-=50.76m 2、内偏角α2=tg -1(S-a-2e)/2L
=tg -1(2110-80)/（50760³2）
=108′43.93″＜10 30 满足要求3、外偏角α
1
=tg-1(2B+a-S-e-2d)/2L
=tg-1(1700³2+80-2110-235³2)/50760³2
=0030′28.54″<1030′满足要求
式中：B-滚筒宽度1700mm
a-两滚筒内缘间距80mm；
S-两天轮之间距离2110；
L-钢丝绳的弦长50.76m；
e-提升绞车偏离提升中0mm；
d-制动盘距挡绳板间距235mm。

4.5提升能力验算
4.5.1电动机的选择
选取YR560-10型电动机
Ne=800 KW N
d
=593rpm V=6KV GD2=728.8㎏.m2λ=1.8 提升机实际运行速度
V max =πDN
d
/60i=5.43m/s
4.5.2提升系统变位质量计算提升系统变位重量∑
G
∑m=Q+2Q
c +2L
p
P
k
+2G
t
+G
j
+G
d
=4400+2³2870+2³820³4.95+2³613.5+26800+23799=70084Kg
式中: Q-提升重量4400Kg
Q
c
-容器重2300+507=2807Kg
L
p
-钢丝绳总长度820m
G
t
-天轮变位重量613.5Kg
Gj-提升机的变位重量26800Kg
Gd-电机转子的变位重量（GD2）di2/Dj2=728.8³202/3.52=23799㎏
4.5.3提升加速度的确定
1、主加速度a1的确定
1）煤矿安全规程规定：立井罐笼升降人员的加、减速度不得大于0.75m/s2 2）按充分利用电动机的过载能力计算
a1≤[Fp-(KQ
载
+PkHt)]/ ∑m
=[180331.5-(1.15³4400+649.37³4.95)³9.8]/71632=1.38m/s2
Fp-电动机启动时产生的平均力
Fp=0.85λFc=0.85³1.8³103³800³0.8/5.43=180331.5N
Q
载-绞车提升荷载Q
载
=2Q
矸
+2Q
车
=4400㎏
K-系数取1.15
3)按减速器允许的输出轴的最大力矩确定
a
1
≤[Mmax-(Kq+PkHt)Rg]/ (∑m＇Rg)
=[300³103-9.8³(1.15³4400+649.37³4.95)³1.75]/（47833³1.75）=2.4sm2
Mmax-减速器轴输出端允许的最大力矩300KN
∑m＇-不包括电动机变位质量的提升系统变位质量
∑m＇=∑m-Gd=71632-23799=47833㎏ 2
4)由以上验算取a
1
=0.65m/s2
2、减速度a
3
的确定
减速采用机械制动方式，取a
3=a
1
=0.65m/s2
4.5.4速度图参数的计算
1、速段时间t
1=(V
m
-V
)/a
1
=(5.43-0)/0.65=8.35s
主加速段路程h
1=V
m
³t
1
/2=5.43³8.35/2=22.67m
2、减速段时间t
3=(V
m
-V
4
)/a
3
=(5.43-0.4)/0.65=7.74s
爬行段速度V
4
取0.4m/s2
主减速段路程h
3=（V
m
+V
4
）³t
3
/2=(5.43+0.4)³7.74/2=22.56m
3、行段距离取h
4
=5m
爬行时间t
4=h
4
/V
4
=5/0.4=12.5s
4、闸停车时间t
5
=1s
h
5
不计
5、段距离 h
2=H-(h
4
+h
1
+h
3
)=360.1-（22.67+22.56+5）=309.87m
等速段时间t
2=h
2
/V
m
=309.87/5.43=57.07s
6、双层提矸换层休止时间取θ=90s
7、提升循环时间Tx=t
1+t
2
+t
3
+t
4
+t
5
+θ=176.66s
8、速度曲线图
V(m/s)
a(m/s2) a1a3
t(s) t1t2t3t4t5θh(m) h1h2h3h4
4.5.5提升能力计算
1、每小时提升能力
At=3600³Z³0.9³V/KTx=3600³2³0.9³1.1/（1.2³176.66）=33.6m3/h 2、按施工最高峰4个工作面，每个工作面平均断面15m2，日均进尺8m计算需提升量V
j
=15³8³4=479.99m3
每日提升矸石共需要时间T=V
j ÷A
t
=479.99÷33.6=14.28h
3、每日提人总时间
每次提人时间，最大班人数25³4=100人
T
人=t
1
+t
2
+t
3
+t
4
+t
5
+θ
人
=86.66+20+(46-5)+2=149.66s
则需提升总时间T
人总
=T³（100/46）=325.35s 上井工人提升时间按下井工人时间一半考虑
T
上=T
总
³50%=162.68s
上、下技管人员按上、下井工人时间20%计算
T
技管
=（325.35+162.68）³20%=97.61s
则每日提人总时间T
max
=(325.35+162.68+97.61)³3=1756.92s
T
人
=0.49h
4、运送其它材料时
根据《煤炭设计规范》罐笼进出平板车材料车，休止时间取88s
每次提升时T
物=t
1
+t
2
+t
3
+t
4
+t
5
+θ
物
=86.66+88=174.66s
每日每班下物料12次（约数）
每日提物时间T
总=T
物
³12³3=6288 s =1.75h
5、下炸药时
根据《煤矿设计规范》用罐笼运送煤矿需用炸药速度不得大于4m/s取等速V=4m/s
a、加速段t
1′=V
m
/a
1
=4/0.65=6.15S
h′=1/2³4³6.15=12.3m
b、减速段t
3
′=（4-0.4）/0.65=5.54s
h
3
′=（4+0.4）/2³5.54=12.19m
c、爬行段h
4
′=5m
t
4
′=5/0.4=12.5s
d、等速段h
2′=H-h
1
′-h
3
′-h
4
′-h
5
′=360.1-12.3-12.19-5-0=330.61m
t
2
′=330.61/4=82.65s
t
5
′=1s
取θ=120S
e、一次提升循环时间TX=t1′+t2′+t3′+t4′+t5′+θ=227.84s
f、按每日每班下放二次炸药计算
T总=227.84³2³3=1367.04S=0.38h
6、最大静作业时间T
静= T
人
+T
物
+T
炸药
=0.49+1.75+0.38=2.62<5h
则总提升时间T
总=T
煤矸
+T
人
+T
物
+T
炸药
=20.36<24h
富余检修时间T
余
=3.64h 满足要求
经上述验算知：所选提升系统满足井下二期井巷四个施工队月均进尺240m施工要求
4.6罐道钢丝绳选择
选型号18³7-32-1770（左右交各四根）八根钢丝绳做为罐道钢丝绳。

罐道绳上端固定在天轮平台罐道绳钢梁上，采用SGY-20液压紧绳器进行钢丝绳张紧，其下端固定在井下拉紧装置梁上，每根罐道绳的张紧力不小于42000N，罐道钢丝绳的安全系数不小于6。

罐道稳绳的安全系数校验
1、罐道稳绳高度H
=648.5+10=658.5m
根据《煤矿安全规程》规定罐道钢丝绳的张紧力每百米不得小于10KN，每根罐道钢丝
绳的最小刚性系数不得小于500N/m的规定。

取K
min
=500N/m
则最小张紧力：F=H
/100³104
=658.5÷100³104
=65850N
取F
min
=42000N
选择钢丝绳单位长度重量
PS=F
min /〔110σ
b
／m
a
-H
O
〕=42000÷[9.8³﹙110³177÷6－658.5﹚]=1.65kg/m
查表GB/T8918-1996标准选用18³7+FC-32-1770钢丝绳（左、右交各四根）共八根。

钢丝绳破断拉力：Q
d
=4.29³1.283³105=550407N
钢丝绳每米绳重：PS=3.06㎏/m
2、钢丝绳安全系数校核
m＝Q
d /(F
max
＋H
O
²PS)
＝550407÷[48300+658.5³3.06³9.8]
＝8.086>6
式中：F
max
-同一容器上绳罐道下端张力F的最大值
F
max ＝F
min
[1+(n-1)³0.05]
＝42000³[1+(4-1) ³0.05] ＝48300N
为了避免钢丝绳罐道在罐笼运行中发生共振，同一提升容器罐道绳张紧力差不得小于5%-10%，所以Fmax取48.3KN, Fmin取42.0KN，并且同一提升容器中的罐道绳内侧两根取大值，外侧两根取小值。

3、校核罐道刚性系数
K＝4PS/ln(1+a)≥50
a-罐道钢丝绳自重与张紧力之比
a ＝（9.8³Ps³H
0）/F
min
＝（9.8³3.06³658.5）÷42000
＝0.47
K＝4³3.06÷ln(1+0.47)＝49.1<50 满足要求
4.7制动钢丝绳
根据罐笼提升钢丝绳最大终端载荷9957㎏，选择B-152型防坠器。

其技术特性为：最大计算制动力28600kg，最大终端载荷12300 kg，制动钢丝绳直径Φ36mm，故选取18³7-36+FC-1770共四根钢丝绳，其破断拉力Q
d
=7.04³1.283³105=903232N 验算：混合提升时Q／fj*9.8=903232/（9957*9.8）=9.2 大于3满足要求
Fj为终端载荷
4.8提升天轮梁的选择验算
4.8.1提升天轮梁的选择
选择I56a工字钢
4.8.2天轮梁的载荷
4.8.2.1按钢丝绳的断绳荷载进行计算
S d ＝K²S
g
＝0.85³1190624＝1012030.4N
式中：K-钢丝绳的破断拉力换算系数取0.85；
S
g
-钢丝绳的破断拉力总和Sg=928³1.283³103=1190624N
T
d
＝S²COSα/2
＝1012030.4³COS29°30＇/2
＝440413.21N
V d ＝[S(1＋Sinα)＋9.81³Q
轮
]/2
＝[1012030.4³（1+Sin29°30＇）＋9.81³1814]/2 ＝764086.7N
式中：T-工作天轮的水平载荷；
V-工作天轮的垂直载荷；
α-提升钢丝绳的平均仰角α＝29°30＇；
Q
轮
-单个工作天轮重量1814kg;
4.8.2.2按钢丝绳工作时的计算荷载
T
g
＝S³COS29°30＇/2＝55178.82N
V g ＝[S ³(1＋Sin29°30＇)＋9.81³1814]/2＝107378.67N 式中S ＝131974.60N
4.8.2.3天轮梁的内力计算
1、按断绳时
⑴支座反力计算（F 图）
由ΣM B1＝0 3.5R A1－0.24T d －1.55V d =0 得R A1=368581N
由ΣM A1＝0 3.5R B1＋0.24T d －1.95V d =0 得R B1=395506N
由Σx=0 得H 1=427715.34N ⑵ 最大剪切力计算 Q max =R B1/103=395.5KN ⑶ 最大轴向力计算
V
+356.61
-413.67
Q 图（KN ）
641.18
766.71
M 图（KN ²M ）
RA
R B
T 1550
240
1950 F 图（KN ） H
N
max
=427.72KN
⑷最大弯距计算
M
max
=735.36KN²m
作剪力图（Q图）和弯距图（M图），如上图。

2、按正常工作时
⑴支座反力计算（F图）
由ΣM
B2＝0 3.5R
A2
－0.24T
g
－1.55V
g
＝0
得R
A2
＝51337N
由ΣM
A2＝0 3.5R
B2
＋0.24T
g
－1.95V
g
＝0
得R
B2
＝56042N
由Σx＝0 得H
2
＝55178.82N
⑵最大剪切力计算
Q′
max
＝56.04KN
⑶最大轴向力计算
N′
max
＝55.18KN
⑷最大弯距计算
M′
max
＝101.56KN²M
选取高³宽³厚＝662mm³200mm³20mm的I66.2（I63b工字钢上下加焊δ16钢板，筋板加焊δ16加强板）焊接工字钢。

4.8.2.4钢梁强度验算
1、按偏心受压验算
A＝2bt＋δh
=2³20³3＋2³（56－2³3）＝240.4cm2
I x ＝[bh3－(b－δ)h
3]/12
＝[20³563－(20－2)³（56－6）3]/12 ＝156278.4cm4
W x ＝2I
X
/h＝2³156278.4/66.2＝4721.4cm3
σ＝M max/CW X＋N max/CA
＝735.36³104/（0.9³4721.4）＋427.72³102/(0.9³240.4) ＝1928.25kg/cm2≤[σ]＝2100kg/cm2强度满足要求
式中:A-梁的截面积
I
x
-梁的截面惯性矩
b-梁面宽度166mm
t-梁的板面厚度12.5mm
δ-梁的筋面厚度20mm
h
-梁的高度
[σ]-钢材的允许应力2100kg/cm2
C-钢梁的截面削弱系数0.9
W
x
-梁的截面低抗矩
2、剪应力校核计算
τ＝Q max³S/（I³δ）
＝408197.07³2802.01/[9.81³（156278.4³2）]
＝373.03Kg/cm≤[τ]＝1250Kg/cm 满足要求。

式中:S-受剪截面在中性轴一侧的毛截面对中性轴面积矩。

S＝[bh2－(b－δ)h
2]/8＝[20³562－(20－2)(56－6)2]/8＝2802.01cm3 [τ]-钢材抗剪切容许应力1250Kg/cm。

3、钢度校验
按工作最大载荷计算的弯矩进行验算
M′max＝101.56KN²M
ƒ/L＝5M′
max L/（48EI
x
）
＝5³101.56³104³3.5³102/（48³2.1³106³156278.4）
＝0.000113＜1/400 满足要求。

式中:ƒ/l-容许相对挠度取1/400
E-钢材的弹性模量，取2.1³106kg/cm2
由以上计算得知：所选I56a工字钢作为提升天轮梁可以满足使用满足要求。

4.9排水系统
根据沛城技改煤矿地质水文资料及我单位长期井巷施工经验，预计二期井巷施工期间井下最大涌水量预计达100m3/h，所以要求二期工程的临时排水能力要达到100m3/h。

在风井筒内安设一路υ108³6mm无缝钢管作为二期工程施工排水管路，方能满足排水要求。

4.9.1临时泵房及水仓形成前
在井底车场临时泵房、水仓未形成前，在马头门一侧安设前期临时排水泵和临时配电设备，按设三台ＤＣ50-80³9卧泵（一台备用一台检修），利用井筒水窝作为水仓蓄水。

最大排水能力达50m3/h。

4.9.2临时泵房及水仓形成后
待临时泵房及水仓掘砌完成，临时泵房内布置三台DC150-80³9卧泵排水（一台备用一台检修）结合风井井筒内安装的一路υ108³6mm排水管路构成二期巷道工程主排水系统。

在井底水窝内安设三台高流量潜水电泵, 井筒及巷道涌水通过井下水沟网流向水窝，再利用潜水电泵向临时水仓内排水,经DC50-80³9排水泵排至地面。

可满足二期工程施工排水需要。

DC50-80³6卧泵技术参数
型号 流量 扬程 电机转速 轴功率 电机功率 效率 质量 MDC50-80³9
50m 3
/h
720M
2950r/min
165kw
185kw
74%
kg
1、水泵扬程（近似计算方式）
H=h/ηs =（h 1+h 2）/ηs =629.7/0.9=699m ＜720m 满足要求 式中 h-排水测定高度,m h 1-吸水管高度,4.7m
h 2-排水管高度,625m
ηs -水管效率,取0.87～0.95 2、排水管直径选择
D=0.0188c V Q / =0.0188³2/50=0.814mm 井下涌水量按30m 3/h 计算： Q 1-井下涌水量Q 1=30m 3/h
V C -管子内水速度1.5～2.2m/s,取2m/s
所以排水管选用两路υ108³6mm 无缝钢管作为排水管可满足排水要求。

排水管采用钢制法兰盘联接，管路下端应安装逆止阀。

3、排水管悬吊钢丝绳的选择与校核
选用18³7+FC-36-1770左、右各二根钢丝绳作为排水管悬吊绳， （1）排水管重：Q 1=22.64³625+6.25³70³2＋7.5³70=15550kg
⑵附着电缆重Q 2=（3500/1000）³625=2187.5kg ⑵ 排水管内水重Q 3=πD 2Hr=6302kg
⑶ 总重Q 总=Q 1+Q 2+Q 3=15550+2787.5+6302=24639.5kg ⑸单根钢丝绳悬吊重量Q=Q 总/2=24639.5/2=12319.7kg 式中管卡重7.5kg （附电缆卡、螺栓） 钢管υ108³6mm 单位重22.64kg/m ； 4吋钢法兰单位均重6.25kg/m ；
选取18³7+FC-36-1770，左、右各二根钢丝绳悬吊一路管路及MYP3*70+1*25低压一路。

P S =3.99 破断拉力Q d =903232N ⑺安全系数的校验
ma=Q d /[9.81³(Q+H 0P S )]
=903232/[9.81³(12319.7+3.99³625)] =6.2＞6 满足要求
由上述计算得知：所选18³7+FC-36-1770钢丝绳可以满足悬吊排水管的强度要求。

现
场可视实际需要在排水管下放安装完毕并缓吊到设计位置之后，在井筒内合适的间距内进行井壁固定及井底弯管托管座的安设。

4.10压风系统 4.10.1压风设施
二期井巷工程按最高峰三个炮掘队同时施工，使用YT-28风钻20台，ZP-Ⅶ喷浆机4台，风泵4台，锚杆钻机8台,计算风量为73.6m 3/min 。

则二期井巷施工所需压风量
Qmax=αβγΣnKq=1.15³1.1³1.06³1.0³1.0³73.6=98.7m 3/min 式中：α—管网漏风系数，α=1.15 β—风动机械磨损耗风系数，β=1.1 γ—高原修正系数，γ=1.06 n —同型号风动工具使用数量，n=1.0 K —同型号风动工具使用系数，K=1.0 q —风动工具耗风量，q=73.6m 3/min
由上述计算得知原凿井期间地面临时压风机房安设的一台MM110-20/706型压风机，两台MM250-40型压风机，总供风量为100m 3/min ，满足风井二期井巷施工用风需求。

4.10.2压风管路的选择
井筒内布置一路υ159³4.5钢管作为压风管。

井底车场至主要巷道压风干管为υ159³4.5mm 钢管，通往迎头分支压风管为υ108³4mm 钢管。

压风管内径d=10wP 60
/4πQP =)73.05.960(1.06.734⨯⨯⨯÷⨯⨯π = 0.150m
式中：Q —最大消耗风量
P 0—吸气大气一般为0.1Mpa
P 1—管道中空气的平均压力一般为0.5～0.9Mpa ，取P 1=0.73Mpa W —管道内压缩空气流速一般5～10m/s 取 W=9.5m/s
由上述计算得知，安设一路υ159³4.5无缝钢管作为压风管可以满足其井下二期井巷施工用风需求。

风动机具用风量统计
4.10.3压风管悬吊绳选择与校核，
选用18³7+FC-36-1770左、右各一根钢丝绳作为压风管悬吊绳， ⑵ 压风管重：Q 1=17.14³625+2.6³70³2＋7.5³70=11601.5kg ⑵供水管重Q 2=4.62³625+2.55³70³2=3244kg ⑶ 供水管内水重Q 3=πD 2
Hr=729kg
⑷ 重Q 总=Q 1+Q 2+Q 3=11601.5+3244+729=15574.5kg ⑸单根钢丝绳悬吊重量Q=Q 总/2=15574.5/2=7787.25kg 式中管卡重7.5kg （附供水管卡、螺栓） 钢管υ159³4.5mm ，单位重17.14kg/m ； 钢管υ57³3.5mm ，单位重4.62kg/m ； 钢法兰6吋，单位重2.6kg/只； 钢法兰2吋，单位均重2.55kg/只 ⑸ 丝绳每米重P S =3.99kg
(6)通讯电缆重（1466kg/KM ）X0.625+= 916kg
试选取18³7+FC-36-1770，左、右各一根钢丝绳悬吊压风路管路和供水管。

P S =3.99 破断拉力Q d =903232kg ⑺安全系数的校验 ma=Q d /[9.81³(Q+H 0P S )]
=903232/[9.81³(7787.25+916+3.99³625)] =8.2＞6 满足要求
由上述计算得知：所选18³7+FC-36-1770钢丝绳满足要求。

现场可视实际需要在压风（供水）管下放安装完毕并缓吊到设计位置之后，在井筒内合适的间距内进行井壁固定与及井底弯管托管座的设置。

机具名称 型 号 数 量 （台） 台耗量 m3/min 总风量 m3/min 计算风量 m3/min 锚杆钻机 MQT11Q-C 8 3.4 27.2 27.2 喷浆机 ZP-Ⅶ 4 8 32 32 风 钻 YT-28 20 3.8 76 76 风 泵 BQF-22/20 4 3 12 12 总 计
147.2
147.2
不同类型的风动机具同时使用系数取0.5
73.6
4.11通风系统
4.11.1通风方案
1、通风阶段的划分，根据工程施工情况，主井改绞后二期工程施工通风系统可分为如下两个阶段：
（1）主井井筒中安设两路Φ600mm胶质风筒,在井下马头门以直角弯头变向,分别通往南北两个巷道,在主井井口附近安设四台FBD-Ⅱ-No7.1/2³30防爆压入式对旋轴流风机（两台运转，两台备用），通向工作面的Φ600mm胶质软风筒构成压入式供风,由副井井筒回风。

（2）主、副井贯通后，副井作为进风井，在副井井下口安设四台FBD-Ⅱ-No7.1/2³30防爆压入式对旋轴流风机（两台运转，两台备用），分别向各个掘进头提供新鲜风流。

2、井下风机实行三专三闭锁供电，所有风机均采取双机双电源连锁，备用局部通风机严格按规定调节确保完好并做到自动切换。

工作面局部通风机、风电、瓦斯电闭锁。

工作面选用阻燃抗静电胶质风筒。

3、在揭穿煤层过程中，经煤与瓦斯突出危险性预测，如有突出危险，须另行编制防突专项措施。

4.11.2通风设备选型计算
4.11.2.1第一阶段通风设备选型
⑴计算条件
第一阶段主井最高峰按2个炮掘队井下人员（直接工及辅助工）30人；炸药消耗量30kg （单头全断面起爆）；最低风速V≥0.25m/s；
⑵风量计算
N-人员计算：Q
1=³N
i
=2³30=60m3/min
N-井下二个工作面同时工作最多人数，30人。

②按炸药量计算：Q
2=7.832]
)
(
[K
SL
A/t =544.55(m3/min)
式中：Q
2
—爆破后工作面所需风量，m3/min
t —爆破后井巷通风时间，18min
A —单头同时爆破的炸药量，30㎏
S —井巷净横截面积，15m2
L—井巷长度（炮烟稀释安全距离），L
=12.5ABX/（SP2）=526m，取L=600m K—淋水系数，K取0.6
B—每㎏炸药产生的CO当量，半煤岩巷取70L/㎏
X—紊流扩散系数，X取0.47
P—漏风系数，P取1.25
③按最小风速计：Q
3
=S³V=0.25³60³15=225m3/min
V-最小风速，V=0.25m/s
④由上述计算得知井下单个工作面施工所需最大风量
Q max = Q
2
³1.25=544.55³1.25=680.69m3/min
⑶风压计算：最大通风距离1000m，井下单个工作面施工所需风量Q=Qmax=680.69m3/min=11.34m3/S。

H =（Rm+Rz+Rc）Q³Q
z
=(16.35+0.25+0.33)³9.29³9.63=1514.6Pa 式中 H-风压，Pa
R m -沿程摩擦风阻 R
m
=R
铁
+R
胶
=600³2.5³10-3+3.3³4.5=16.35Pa.S 2/m6
R
z -局部风阻(弯头风阻) R
z
= nξγ/（2gs2）=0.25 Pa.S2/m6
R c -出口风阻 R
c
=0.818γ/（gd5）=0.33Pa.S 2/m 6
Q-局部风机高效风量 Q=9.63m3/s
Q
z
-掘进工作面需风量 Q=9.29m3/s
⑷通风机选型
根据以上风量、风压计算选用4台FBD-Ⅱ-No7.0/2³30型防爆压入式对旋轴流风机（配用电机功率：30³2kw，风量为：6.46～11.78m3/s；风压1783～6590Pa）作为压入风机（其中二台工作，两台备用）。

4.11.2第二阶段风机选型
主副井贯通后主井地面风机移至副井井下口（两台工作，两台备用）选型及验算同上述，在此就不再重复，待增加掘进头时，再令附加措施。

4.11.3风筒悬吊绳选择
选用18³7+FC-18.5-1770左、右各一根钢丝绳作为风筒悬吊绳，
⑸风筒重：Q
筒
=15³32+1³64=544kg
⑹单根钢丝绳悬吊重量Q=Q
筒
/2=544/2=277kg
式中风筒中间卡重1kg/付，每二十米两副卡。

Φ600³20m风筒，单位重15kg/20m
试选取18³7+FC-18.5-1770，左、右各一根钢丝绳悬吊风筒。

P S =1.17kg/m 破断拉力Q
d
=238894.6N
⑺安全系数的校验
ma=Q
d /[9.8 ³(Q+H
P
S
)]
=238894.6/[9.8³(277+1.17³625)]
=23＞5 满足要求。

由上述计算得知：所选18³7+FC-18.5-1770钢丝绳满足要求。

4.12供水系统
4.12.1地面供水系统
延用原凿井期间生活生产用水供水系统。

4.12.2井下供水系统
根据二期工程井下涌水情况确定井下二期井巷施工供水方案，
1、在主井筒内布置一路Φ57³3.5mm无缝钢管自地面供水系统向井下工作面供水，采用Φ57³3.5mm无缝钢管跟进迎头。

4.13供电系统
4.13.1改绞期间以及临时变电所形成之前
1、二期井巷施工变电所沿用原凿井6KV临时变电所，为二期施工时整个矿井区地面、
－800/6/0.4变压器为所有低压屏提供380V三相四线井下低压用电设备提供服务。

二台S
9
制电源，来满足地面各车间、井口动力供应及为地面工广、办公室提供220V照明电源；风井井口附近安装KSJL-200/6/0.69中性点不接地变压器一台，在井下临时配电点未形成前，为井下施工提供低压动力电源。

上述各变压器6KV电源均取自临时6KV变电所相应高压柜。

详见负荷统计表及供电系统图。

4.13.2井下临时变电所形成之后
由地面临时变电所内630KVA干变向井下临时变电所敷设两路MY3-660V，3³95+1*25mm2电缆，结合井下临时配电点供电，为矿井二期井巷施工时整个井下用电设备提供服务。

井下所有低压动力设备均采用660V电压等级供电来保证远距离低压供电质量。

变电所内必须设有综合保护装置。

4.13.3地面供电根据改绞后设备用电负荷的变化重新匹配调整。

4.13.4电缆截面选择验算
根据二期工程的需要，井下设备的总容量为1870.56KVA左右。

试选MY3-660V，3³95+1*25mm2电缆。

1、按经济电流密度选择电缆截面
S = Ig÷Ij =180÷2.25 = 80mm2<95mm2
式中Ig—正常负荷下全井下的持继电流
Ig = Se/3Ue=1870.56÷3÷6 = 180A
Ij—经济电流密度取2.25
2、按电压损失校验电缆截面、选取电缆截面为3³95+1*25 mm2
△u =3IRCOSα=3³180³0.7³0.268 =58.4V<300V满足要求
配电线路允许电压损失取5%故：
ΔVy = 6000³0.05 = 300V
式中R——电缆的线路阻值0.268Ω/km
cosa——功率因数取0.7
3、按电缆短路电流校验电缆截面的热稳定性
Smin = I∞(3) tj÷C = 7260³25
.0÷80 = 45.375<95mm2
式中I∞
(3)
—三相短路电流稳定时周期分量的有效值I(3) =7.26KA tj—短路电流的假想时间tj=0.25s
C——电流的热稳定常数取80
由上述计算知：选MY3-660V，3³95+1*25mm2电缆满足井下供电要求。

4.13.5低压电缆悬吊绳选择与校核，
选用18³7+FC-26-1770钢丝绳作为低压电缆悬吊绳，
⑵高低压电缆重：Q
总
=3³625+1.65³100+1466*0.625=2956.25kg
⑵单根钢丝绳悬吊重量Q=Q
总
=2956,35kg
式中：高压电缆重单位重3kg/m；
电缆卡（含螺栓）单位重1.65kg/m；
⑶信号电缆重1466kg/1000m
P S =2.43 破断拉力Q
d
=394³1.283³103=505502N
⑷安全系数的校验
ma=Q
d /(Q+H
P
S
)=505502/[9.81³(2956.35+2.43³625)]=11＞6 满足要求。

由上述计算得知：所选18³7+FC-26-1770钢丝绳满足要求。

现场可视实际需要在高压
电缆下放安装完毕并缓吊到设计位置之后，在井筒内合适的间距内进行井壁固定。

4.14通讯、信号、照明及监控系统
4.14.1通讯
1）采用KTH型矿用本安型双音频电话机与HDK耦合器及调度交换机组成风井区通讯系
统，实现井上、下之间以及与外界通讯联络。

2）主井井筒内敷设一路M H Y A
32
-30×2×0.8通讯电缆，并在井下口打点室分支，分别与井口调度室，上井口、下井口、井下变电所、泵房、各掘进工作面的电话接通。

从而实现地面总调度、井下泵房、掘进队之间的通讯指挥系统。

4.14.2信号
主井井筒内敷设一路MHY
32
-10*2.5信号电缆，由地面变电所引出一路专用线路并通过信号照明综合保护装置取得127V电源，利用井上、下信号室、井上信号室与车房的声光信号盘，实现井上口与井下口、井上口与绞车房的信号联系。

4.14.3照明
1）主井地面各处照明就近取自各车间、各动力配电点动力电源，工广照明用高压汞灯，室内采用防爆白炽灯或日光灯作光源。

2）主井井下临时变电所、泵房形成后，临时变电所及泵房内每15m内装设一盏防爆萤光灯；井底车场内每40m内装设一盏防爆萤光灯，其电源均取自泵房内4KVA的信号照明综合保护装置。

4.14.4监控系统。