里必进风井临时改绞施组-上报甲方稿-2021.1.29.docx

山西中煤华晋能源有限责任公司里必矿井马邑沟进风立井临时改绞（上报甲方初稿）施工组织设计中煤第一建设有限公司第四十九工程处二零二一年一月第一章方案确定的原则及依据1第二章工程概况2第三章临时改绞形成的施工辅助系统4第四章施工准备18第五章施工方法及要求23第六章施工进度计划35第七章施工质量、安全技术保证措施36第八章施工劳动组织45第九章环境保护、职业健康、文明施工措施45第十章计算书和附图46第一章方案确定的原则及依据一、确定的原则1、根据中煤华晋集团晋城能源有限公司业务办公会议纪要【2020】174号文件精神，确定改绞方案。2、在保证安全使用及施工进度的前提下，尽可能的利用原一期装备的设施和材料,以减少改绞工作量缩短改绞时间。3、进、回风井筒实现贯通，然后进行临时改绞。4、改绞后形成临时提升、供电、压风、供水、排水、通讯及地面运输等系统。5、利用井底车场联络巷做临时变电所、临时泵房，减少巷道措施工程量。6、改绞设计使各系统设计合理、简单、实用。二、编制依据1、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(GB50168-2016)电气装置安装工程接地装置施工及验收规范(GB50169-2016)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(GB50205-2017)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(GBT8923.1-20U/IS08501-1:2007)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(GB50946-2013)2、施工安全管理规范、规程煤矿安全规程(2016年版)施工现场临时用电安全技术规范(JGJ46-2005)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（AQlo83-2011）简明建井工程手册（2003年版）第二章工程概况一、工程特征里必矿井隶属于山西中煤华晋能源有限责任公司，井田规划面积129.73Ikm2。主采煤层为3号煤层,资源储量92969万t,矿井设计生产能力400万ta,服务年限97.4a,为煤与瓦斯突出矿井。矿井采取综合开拓方式，工业广场内布置主斜井、副立井，马邑沟工业广场内布置进风立井、回风立井。进、回风立井均由我单位施工，根据与建设单位相关部门的协商及要求，确定进风立井采用箕斗、罐笼混合提升临时改绞方式，并形成相应的提升、供电、供水、压风、排水等辅助系统。回风井考虑到通风需要，需进行临时井架封闭，安装临时主要通风机实现井下负压通风系统。当回风井与副井等相继贯通后，地面永久主扇即投入运行，分阶段逐步实现矿井地面全风压临时通风系统。马邑沟进风立井井筒净直径为8.5m,井筒全深580m（不含铺底厚度），普通法施To井口绝对标高+837.5Onb井筒与井底车场连接处底板标高+285.5m,井筒改绞深度552m,井底水窝深度28m。二、地质条件进、回风立井井筒已与2020年12月份通过竣工验收，漏水量均小于6m3h;二期工程施工期间前期以岩石巷道为主，后期逐步进入石门揭煤，最终达到以煤巷施工为主的比例状态。三、临时改绞方案1、进风立井采用混合提升临时改绞，利用凿井时的原V型凿井井架，原主提（东侧）2JK-4.0X1.85P/2L7型矿井提升机配2部Ut箕斗,另拆除原副提（西侧）2JK-3.5×2.1/20E型矿井提升机，在原副提的基础上重新安装2JK-4.0X2.1/18.6型矿井提升机配1.5t双层二车罐笼提升的混合提升改绞方式。2、井筒内布置两部Ilt箕斗和两台双层二车罐笼，箕斗主要担负出砰（煤）任务，两台双层二车罐笼主要担负下放人员材料等任务，同时罐笼提升前期（井底车场开拓期间）配MGCL7-9C型矿车，进入煤巷施工期间罐笼考虑使用MG3.3-9B型矿车，担负部分出煤（砰）任务。后期也可采用WC5J型防爆无轨胶轮车，担负部分出肝任务。3、每部箕斗设罐道钢丝绳四根，井下装载设置计量皮带装载，地面卸载设置曲轨自动卸载，经地面溜砰槽卸载至地面，然后采用装载机配合运砰车运至指定地点或采用皮带运输至制定排肝地点。每台罐笼设防坠器一套，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、过卷缓冲装置上固定装置安装在天轮平台上，下部固定装置安装在封口盘相应钢梁上。3、为保证罐笼运行安全，在井上（天轮平台下端）设置罐笼防撞梁装置。4、为保证罐道绳的安全使用，在天轮平台上安装16套罐道绳在线监测装置。罐道绳上端安装在（固定于天轮平台上的LGS-20型）钢丝绳罐道拉紧装置上，下端固定在井底罐道绳固定梁上。5、改绞设施分为井口部分、井底部分；井口设有封口盘、液动托罐摇台2台、自动安全门4套等；井底设有马头门封口盘、液动托罐摇台2台、自动安全门4套等。井上设THJ型过卷缓冲托罐装置，井下设THF型过放缓冲装置。另在井上下进车侧共设4台单式液动阻车器。6、在井下马头门、井口、绞车房等重要位置设电视监控传感器，调度室设集中电视监控装置。7、在井上下进车侧各设TX型销齿式推车机2部。8、井口附近设1台重力翻车机。四、井筒布置设施1、布置Ilt箕斗2部；尺寸均为183OnUnXI550InmX6816Inln（7000kg,尺寸暂定）。布置双层二车罐笼（带防坠器）2台；配MGCL7-9（：川63.3-98型矿车，两个罐笼尺寸分别为3740mm×2100m×5070mm（预计7000kg,尺寸暂定）和3740mm×1412mm×5070mm（预计7000kg,尺寸暂定）。2、布置永久排水管路2趟，中325X15（10）mm无缝钢管，2X600m;甲供，托架梁固定。布置排水管路1趟，159X6（4.5）mm无缝钢管，600m；3、布置压风管路1趟，180X6mm无缝钢管，600m；4、布置供水管路1趟，180X8（6）mm无缝钢管，600m；5、布置动力专供电缆2趟，高压电缆：MYJV42-3义150动力电缆,2×900m；布置风机专供电缆2趟，高压电缆：MYJV42-3X50动力电缆，2×900m；6、布置信号电缆2趟,MKVv22-30X1.5,2×900m；布置通讯电缆1趟，MHYAV30×2×0.8,900m；7、布置视频监控电缆1趟GYFTZY-12,900m；布置瓦斯监控电缆1趟MHYZ-1X4X0.75,900m；布置人员定位电缆1趟MSYV-4×0.75,900m；8、布置下料管2趟，219X14mm无缝钢管，2X60Onb井壁固定；附图临时改绞平面布置图附图2-1-2：临时改绞提升系统立面图（井上部分）附图2-1-3：临时改绞提升系统立面图（井底部分）第三章临时改绞形成的施工辅助系统一、提升系统改绞前，井筒采用两套独立的单钩吊桶提升，主提升机选用一台2JK-4.0×1.85P/2L7型矿井提升机，配用Sn?砰石吊桶、311e底卸式吊桶；副提选用一台2JK-3.5X2.1/2OE型矿井提升机，配用3刃肝石吊桶、2.4m3底卸式吊桶;改绞后，原主提（东侧）采用2JK-4.0X1.85P/2L7型矿井提升机配2部Ilt箕斗提升，原副提（西侧）重新安装2JK-4.0X2.1/18.6型矿井提升机配1.51双层二车罐笼提升。改绞前利用原提升系统进行井底车场部分工程施工，混合提升临时改绞继续利用一期施工用V型凿井井架。二、排水系统1、改绞前及过渡期排水临时改绞前，在井下马头门一侧合适的位置，布置过渡时期排水设备，仍选用原凿井时期的50MD-80X9型排水设备2台（一用一备），其流量为50m17h,扬程为823m,功率275kW,IOkV供电。过渡时期排水电源从井下临时变配点引入。从临时改绞开始，至进风井区临时泵房形成前，井下排水一直使用过渡期排水设备排水。过渡期排水，以井底水窝为水仓并于马头门一侧设转载水箱（或施工一个60-100m3临时小水仓）。2、改绞后排水临时改绞后，井下设置进风井区临时泵房（进风井联络巷），泵房内设置100MD-100X8型水泵3台（一用一备一检），其流量为100m：'/h,扬程为800m,电机功率为450kW,电源从井下临时变电所引入。3、排水管路井筒内设置2趟中325X15（10）nun永久排水管路和一趟159X6（4.5）mm临时排水管路；正常情况下利用一趟临时排水管路就能满足要求，应急时启用一趟永久排水管路。4、临时水仓利用井底车场联络巷一部分巷道作为临时水仓,具体方案为将该段巷道底板下掘2m,做为卧泵排水的临时水仓（容积211m3）,车场内设沉淀池，沉淀后的清水流入临时水仓或井底水窝，井底水窝内的积水直接用潜水泵排入临时水仓内，用卧泵排到地面。预计大巷施工期间正常涌水量为25m7h时，满足8小时的涌水量。附图3-1-1:井下临时泵房、水仓设备布置图三、压风系统根据二期工程的总用风量，临时改绞后，仍利用地面凿井期间的压风机供风（2台20m3min>1台40m3min,2台611r'min、总供风能力200m3min）Q临时改绞时，井筒内布置一趟6180X6Inm无缝钢管作为压风管，改绞后的井下生产用气通过该管路送井下。满足二期施工用风量要求。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、供水管选型计算临时改绞后，井下生产防尘及消防用水，从地面通过井筒内M80X8（6）!三供水管供水。采用双绳悬吊，天轮平台锁绳。二期大巷供水主管采用108X5mm无缝钢管，各掘进工作面支管选用57X5mm无缝钢管。二期巷道施工时，各工作面使用57X5mm无缝钢管供水,可以满足要求。五、通风系统1、临时改绞前利用原凿井布置的四趟100Onml风筒，压入式通风，分四个工作面施工改绞前计划施工的巷道。2、进、回风井贯通后，临时主扇运转期间，具备局扇下井的条件时，把局扇移至井下马头门等进风巷道。3、地面临时主扇同时投入使用前，同时完成对回风井井架封闭。从而形成进风井进风，回风井回风的临时全风压通风系统。六、通讯、信号、视频监控、瓦斯监控系统1、通讯采用一趟MHYAV30×2×0.8型电缆作为井上下通讯电缆，在地面设30门电话自动交换机，用于井上下联系，分别在井上下信号房、绞车房、变电所、泵房及各掘进工作面等重要场所设防爆电话。2、信号采用两趟MKVV22-30XI.5型电缆作为信号电缆，选用TH15矿用本安型提升信号装置，在地面设ZBZ-4.0型照明信号综保。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。井口信号装置必须与绞车的控制回路相闭锁，只有在井口信号工发出信号后，绞车才能启动。3、照明井下照明采用ZBZ-4.0型照明综保，照明灯采用防爆灯。4、视频监控临时改绞后安装一趟GYFTZYT2型电视监控电缆，实现井上下电视监控。提升系统设SGBT2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、天轮平台各设一个摄像头。井口调度室、提升机房设电视监控器。5、煤矿安全监控系统根据煤矿安全规程和煤矿建设安全规范要求，使用KJ90X型安全监控系统,该系统符合GB38362000和AQ62012006规定。该安全监控系统由监测传感器、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电缆选用一趟型号为MHYAV30X2X0.8电缆，信号电缆选用两趟型号为MKVV22-30X1.5电缆，视频监控电缆选用一趟GYFTZY-12型光纤，瓦斯监控电缆选用一趟MHYZ-IX4X0.75电缆，人员定位电缆选用一趟MSYV-4X0.75电缆，6趟小电缆分别用两趟18×7+FC-20-1670型钢丝绳悬吊。七、供电系统1、地面供电系统仍利用原地面临时开闭所，同时对地面原开闭所一、二段进线柜和联络柜进行改造,对进线电缆进行重新核定。2、井下供电系统二期工程井下临时变电所设在井底车场联络巷内，自地面IOKV临时变电所一、二段母线各敷设一路MYJV42-3X150/10KV电缆（在井筒中采用钢丝绳悬吊，每100米通过锚杆固定在井壁上）通过井筒延伸至井下临时变电所，作为临时变电所的动力电源进线（分列运行）。井下临时变电所内安设13台PBGTO型矿用防爆真空配电装置；自地面IOKV临时变电所一、二段母线各敷设一路MYJV“2-3X50/10KV电缆（在井筒中采用钢丝绳悬吊，每100米通过锚杆固定在井壁上）通过井筒延伸至井下临时变电所,作为临时变电所的风机电源进线（分列运行）。井下临时变电所内安设9台PBGTo型矿用防爆真空配电装置；从井下临时变电所内一台高爆开关，通过3台软启动开关，专门为3台IOKV卧泵专门供电。5台KBSGZY-630/10/1.14型移动变压器和2台KBSGZY-500/10/1.14型移动变压器位置，分别为临时主胶带输送机及综掘机提供电源；2台KBSG-630/10/1.14型矿用变压器，通过8台KBZ型矿用低压防爆馈电开关为各掘进面装岩设备、喷浆机、潜水泵、调度绞车、皮带机等提供电源；1台照明综保为井下临时变电所及井底马头门两侧提供照明；井下临时变电所内设置6台KBSG-500/10/1.14型矿用变压器为井下各工作面风机专门供电。根据二期工程进展，用电负荷大致可按照如下两个阶段：第一阶段：即在进风井临时改绞完成后，回风井未进行永久装备前，此阶段地面进、回风井4台主提升同时担负提升任务，地面用电负荷较大，而井下用电负荷较小，此时6条大巷未全部展开，暂可按照2台综掘面考虑，其他按照普掘面考虑。第二阶段：即进风井临时改绞完成后，回风井永久装备结束后，此时地面进风井2台主提升运行，地面用电负荷较小，而井下用电负荷较大，此时井下6条大巷已基本全部展开，即按照最高峰期的6台综掘面考虑，其他按照普掘面考虑。介于以上两个阶段的特征，根据两个阶段的用电负荷，这里以井上、下最大负荷进行地面开闭所、井下临时变电所动力电缆和风井专供电缆的计算如下：根据两个阶段的用电负荷表，这里分别取最大负荷时，进行电缆的选择计算。地面(含井下)总用电负荷为12755KVA,二期井下动力总容量为5268KVA,风机专供总容量为1088KVA,详见二期工程施工用电负荷统计表。1)地面IoKV开闭所总进线电缆计算(I)按经济电流密度选择电缆截面Sj=IgIj=12755(10×1.732×3)=245mm2<3×95mm2=285mm2由于年最大负荷利用小时数大约100O3000h,选用交联聚氯乙烯铜芯电力电缆，经济电流密度为Ij=3A20(2)按长时允许电流载流量校验电缆截面三趟MYJv3X95/1OKV交联聚氯乙烯电力电缆在导线工作温度为80环境温度为25时的长时载流量为3X265A=795A>12755/(10×1.732)=736,符合要求。故自甲方变电所敷设6趟MYJV短-3X95/1OKV电缆，三趟并作一路，分别作为地面变电所一、二段母线的总电源进线。(3)按电缆电压损失校验高压IOKV配电线路允许电压损失为5%,故：U=10000×5%=500VAU=y IRcosq=PRPLDSUO=11155×500÷(45.67×3×95×10)=43V<500V,故电压损失符合要求。式中：AU-终端负荷电缆的电压损失P一终端负荷的有功功率，kWL一线路长度，m；进线电缆长度50OmS-电缆截面，mtn2U。一线路的额定电压，kVD电缆总线的导电率，铜导线工作温度在80C时，45.67“Q相”?2)动力专供电缆线计算(1)按经济电流密度选择电缆截面Sj=IgIj=5268(10×1.732×2.5)=122mm2<150mm2由于年最大负荷利用小时数大约IooO3000h,选用交联聚氯乙烯铜芯电力电缆,经济电流密度为L=2.5Amm2o(2)按长时允许电流载流量校验电缆截面一趟MYJV12-3×15010KV交联聚氯乙烯电力电缆在导线工作温度为80、环境温度为25C时的长时载流量为340A>5268(10×1.732)=304A,符合要求。故自地面IOKV临时变电所敷设2趟MYJV,2-3×15010KV电缆，分别作为井下临时变电所一、二段母线的动力专供电源进线。(3)按电缆电压损失校验高压IoKV配电线路允许电压损失为5%,故：U=10000×5%=500VPR U=61RCe)SQ=-jj-PLDSUq=4284×900÷(45.67×150×10)=56V<500V,故电压损失符合要求。式中：AU-终端负荷电缆的电压损失P一终端负荷的有用功率，kWL一线路长度，m；进线电缆长度900mS电缆截面，mnvUO一线路的额定电压，kVD电缆总线的导电率，铜导线工作温度在80时，45.67初Qm二3)风机专供电缆线计算(1)按经济电流密度选择电缆截面Sj=IIj=1088(10×1.732×2)=3Imm2<50mm2由于年最大负荷利用小时数大于5000h,选用交联聚氯乙烯铜芯电力电缆，经济电流密度为Ij=2Amn?。(2)按长时允许电流载流量校验电缆截面一趟MYJV42-3X50/1OKV交联聚氯乙烯电力电缆在导线工作温度为80环境温度为25°C时的长时载流量为170A>1088(10×1.732)=63A,符合要求。故自地面IOKV临时变电所敷设2趟MYJVE3X50/10KV电缆，分别作为井下临时变电所一、二段母线的风机专供电源进线。(3)按电缆电压损失校验高压IoKV配电线路允许电压损失为5%,故：U=10000×5%=500VAU=G/Rcos=PR7PLDSU0=945×900÷(45.67×50×10)=37V<500V,故电压损失符合要求。式中：AU-终端负荷电缆的电压损失P一终端负荷的有用功率，kWL一线路长度，m；进线电缆长度900mS一电缆截面，mnr。0一线路的额定电压，kVD电缆总线的导电率，铜导线工作温度在80C时，45.67Q如2因井下施工动力负荷比较分散，临时变电所动力变压器暂按2台630kvA考虑，后期根据负荷变动的具体情况增加移动变电站或干式变压器，应尽可能使高压深入负荷中心。井下局部通风机供电分两个阶段：进、回风井短路贯通至临时改绞前，临时主扇投入使用，临时局扇具备下井的条件,这时把局扇移至进风井马头门等大巷新鲜风流中，但此时井下风井专供电源未形成，仍利用地面低压电缆供电。临时改绞完成后，局扇专供高压电缆下井，井下临时变电所形成，局扇专供电源形成，各掘进工作面分别通过安设在井下临时变电所内的KBSG-500KVA/10KV矿用变压器作为专用变压器为各掘进工作面局部通风机供电；每个掘进工作面的备用局部通风机电源取自井下临时变电所内另一母线段局部通风机专用变压器后的馈电开关电源侧。附表3-1-1:二期工程施工用电负荷统计表附图3-1-2:二期工程井下临时变电所设备安装布置图附图3-1-3:二期工程施工供电系统图表3-1-1(1)二期工程施工初期(两井提升)施工用电负荷统计表(1个岩巷综掘、6个岩巷台车)编号设备名称用电负荷(KW)设备数量设备容量(KW)需用系数costg计算容量备注安装使用安装使用有功(KW)无功(Kvar)视在(KVA)一、地面IOKV1JK-4.0×321.7200011200020000.80.80.7516001200回风井主提2JK-3.2X2.0/201000111000100O0.80.80.75800600回风井副提32JK-4.OX1.85P/21.7180011180018000.80.80.7514401080进风井主提(东侧)42JK-4.0X2.1/18.6160011160016000.80.80.751280960进风井副提西侧-新安装5FBCDZ-8-NO282X630212×2×6302X6300.90.870.571134646临时主扇合计62544486乘同时系数0.9、0.95后56294262二、地面6KV1压风机315X222315X2315X20.850.870.5753630660m3min2压风机250112502500.850.870.5721312140m3min合计749427三、地面低压负荷1压风机110X222110X2110X20.850.890.51187952Om3min2井口动力1201201200.90.71.02108IlO含搅拌系统3机加1001001000.50.651.1750594绞车房低压工广、生活区6006006000.90.71.025405515其它动力1001001000.90.71.029092合计975907四、井下IOKV1卧泵450X333450X3450X10.80.870.57360205414五、井下1.14KV1综掘机40721407X2407X10.750.870.57305174351EBZ2602定向钻机242X222242X2242X20.80.870.573872213装岩设备55X66655X655X60.750.850.62248153液压耙装机4喷浆机5.5X1010105.5X105.5X100.60.70.8833295潜水泵7.5×1010107.5×107.5X100.90.870.5768386调度绞车40X55540X540X50.40.750.8880707液耙二运皮带机17X44417X417X40.70.760.8648428胶带输送机2X110X4112X110X42×110×40.70.760.86616630带宽Im9可伸缩胶带机2×75×6662×75×62X75X60.70.760.86630542运距800m10液压锚杆钻车90X44490X490X40.750.850.6227016711凿岩台车79.5X44479.5X479.5X40.750.850.6223914812井下信号照明20202011O20O13调度绞车25X44425×425X40.40.750.88403514其他动力1001001000.90.71.029092合计30742341乘同时系数0.9、0.95后276722243550六、井下局扇（L14KV）1局部通风机2×45×1028102×45×282×45×100.750.870.57675385777井下负荷总计380228144730二期负荷总计0.811155841013970无功功率补偿到cos=0.90.9111552225补偿后负荷总计1115561851275513415表3-1T(2)二期工程施工高峰期(单井提升)施工用电负荷统计表(2个岩巷综掘、4个煤巷综掘，6个台车作业线)编号设备名称用电负荷(KW)设备数量设备容量(KW)需用系数costg计算容量备注安装使用安装使用有功(KW)无功(Kvar)视在(KVA)、地面IOKV12JK-4.0X1.8/15.6180011180018000.80.80.7514401080主提-东侧22JK-4.0×2.1/20200011200020000.80.80.7516001200新安装副提-西侧3EBCDZ-8-N0282X630212×2×6302X6300.90.870.571134646临时主扇合计41742926-、地面6KV1压风机315X222315X2315X20.850.870.5753630660m3min2压风机250112502500.850.870.5721312140m3min合计749427三、地面低压负荷1压风机110X222110×2110X20.850.890.511879520m3min2井口动力1201201200.90.71.02108110含搅拌系统3机加1001001000.50.651.1750594绞车房低压工广、生活区6006006000.90.71.025405515其它动力1001001000.90.71.029092合计975907四、井下IOKV1卧泵450X333450X3450X10.80.870.57360205414五、井下1.14KV1综掘机407X222407X2407X20.750.870.57611348703EBZ2602综掘机355X222355X2355X20.750.870.57533304614EBZ2303综掘机305X222305X2305X20.750.870.57458261527EBZ2004大巷胶带输送机2×160×3332X160X32×160×30.70.760.866725788865定向钻机242X262242X6242X20.80.870.573872216装岩设备55X68655X855X60.750.850.62248153液压耙装机7喷浆机5.5×1212105.5X105.5X100.60.70.8840358潜水泵7.5X1010107.5X107.5X100.90.870.5768389调度绞车40X55540X540X50.40.750.88807010液耙二运皮带机17X66617X617X60.70.760.86716111胶带输送机主皮带112X1102X1100.70.760.86154132带宽Im12可伸缩胶带机2×75×6662X75X62X75X60.70.760.86630542运距800m13液压锚杆钻车55X33355X355X30.750.850.621247714凿岩台车79.5X33379.5X379.5X30.750.850.62179Ill15井下信号照明20202011020016调度绞车25X44425X425×40.40.750.88403517其他动力5050500.90.71.024546合计43603012乘同时系数0.9、0.95后39242861六、井下局扇（L14KV）1局部通风机2X45X1428142×45×282×45×140.750.870.579455391088井下负荷总计0.8522936056351二期负荷总计0.811127786513626无功功率补偿到cos-0.90.9111271803补偿后负荷总计11127I6062I12671八、运输系统1、临时改绞前利用原凿井设施排砰（煤），即煤（砰）由抓岩机抓入吊桶提至二平台经卸砰溜槽至地面，由自卸汽车转运至指定地点；人员及支护材料等由吊桶下放。2、临时改绞后，工作面煤（砰）由临时皮带转至井下集中运输皮带，经破碎机破碎后入肝石仓，定重计量后由临时箕斗提至井口经曲轨卸载后，经井口溜砰槽转至临时堆煤（砰）场地，经地面装载机配合运砰车运送至指定地点或直接经井口溜砰槽转至地面皮带运输至指定地点。人员乘坐罐笼上下井。水泥、锚杆（索）、网片等支护材料由1.5t（3t）矿车通过罐笼运输至井下，经换装由无轨胶轮车运送至各工作面。砂石混合料经219X14mm输料管下放至接料洞室后，经无轨胶轮车运送至各工作面。砂石输料管下端设缓冲器，接料胴室内采取水幕降尘。下放大件时，通过罐笼或通过提升罐笼的钩头提升运输，实现大件的上下井运输。无轨胶轮车检修及加油、停放位置拟设在井底车场附近的换装碉室内。附图3-1-4:地面运输及翻肝系统示意图附图3-1-5:井下运输系统示意图九、砂拌料系统二期工程施工用的浇注混凝土、喷射混凝土干料或砂石干料等搅拌采用在排砰线路旁设一临时搅拌站。在井口设两台JSTOoO型搅拌机和一台PL1600型配料机。通过井筒内布置的两趟219X14mm下料管运至井下，经过矿车或胶轮车运输至各工作面。十、安全设施设置1、BF型防坠抓捕器每部罐笼设抓捕器一套，防止因提升绳断绳而造成坠罐事故发生。安装防坠器时应有厂家指导安装下进行安装。2、T町型井上过卷缓冲托罐装置和防撞梁每部罐笼在井口上方过卷高度内安装一套缓冲拖罐装置，该装置不但能有效的将全速过卷的罐笼较平缓的停住，而且能防止罐笼下滑。（2016版煤矿安全规程第406条）3、THF型井下过放缓冲防蹲罐装置每部罐笼在井下过放距离内安装一套过防蹲罐装置，该装置不但能有效的将全速过放的罐笼较平缓的停住，而且能保证乘员安全。4、LGS-20型钢丝绳罐道上拉紧装置该装置安装在井架的天轮平台上，罐笼、箕斗共设置16套。每根钢丝绳分别由LGS-20型钢丝绳罐道拉紧装置进行调绳。通过拉紧装置下方安装的在线监测装置测定拉紧力，该装置采用双卡绳机构交替卡紧、往复提升的方式拉紧罐道钢丝绳，总拉伸长度不受限制。通过液压站的自动化操作完成罐道钢丝绳的拉紧和张力的调节，通过在线监测装置保证拉紧过程可靠、张紧力调节准确，确保罐笼运行安全可靠。拉紧装置的绳卡直径应与罐道绳的直径相匹配。5、搭接摇台在井上下罐笼侧装卸载位置各安装一套搭接摇台，以承接罐笼，方便矿车进出罐笼和人员进出。6、井上下操车系统为了方便井上下进出重车，减少提升辅助时间，降低工人劳动强度，在进风井井口上、下罐笼的进车侧安装TX型液压集中控制销齿操车设备。该操车设备和摇台需在井口附近布置液压控制台。7