中华人民共和国国家标准 煤炭工业矿井设计规范GB 50215—2005 3
7 通风与安全
7.1 通 风
7.1.1 矿井通风设计必须符合下列规定：
1 将足够的新鲜空气有效地送到井下工作场所，保证安全生产和良好的劳动条件；
2 通风系统简单、风流稳定、易于管理、具有抗灾能力；
3 发生事故时，风流易于控制、人员便于撤出；
4 有符合规定的井下环境及安全监测监控系统；
5 符合现行《煤矿安全规程》的有关规定。
7.1.2 矿井通风系统，应根据矿井瓦斯涌出量、矿井设计生产能力、煤层赋存条件、表土层厚度、井田面积、地温、煤层自燃倾向性等条件，通过技术经济比较后确定，并应符合下列规定：
1 有煤与瓦斯突出危险的矿井、高瓦斯矿井、煤层易自燃的矿井及有热害的矿井，应采用对角式或分区式通风；当井田面积较大时，初期可采用中央式通风，逐步过渡为对角式或分区式通风；
2 矿井通风方法宜采用抽出式。当地形复杂、露头发育、老窑多，采用多风井通风有利时，可采用压入式通风。
7.1.3 矿井的总进风量，应按井下同时工作最多人数所需总风量和按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需要风量的总和(即累加法)分别进行计算，并选取其中最大值。累加法计算应符合下式规定：
Qkj＝(∑Qcj＋∑Qjj＋∑Qdj＋∑Qqt)Kkt (7.1.3)
式中 Qkj--矿井的总进风量(m3／min)；
∑Qcj--采煤工作面实际需要风量的总和(m3／min)；
∑Qjj--掘进工作面实际需要风量的总和(m3／min)；
∑Qdj--独立通风的硐室实际需要风量的总和(m3／min)；
∑Qqt--除了采煤、掘进、独立通风硐室以外其他井巷需要通风风量的总和(m3／min)；
Kkt--矿井通风系数(包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素)，宜取1.15～1.25。
注：1 采煤工作面实际需要的风量，应按瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、工作面温度、炸药用量、人数等分别计算，取其中最大值，并用风速验算；
2 掘进工作面实际需要的风量，应按瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、局部通风机实际吸风量、炸药用量、人数分别计算，取其中最大值，并用风速验算；
3 独立通风的硐室实际需要的风量，应根据不同类型硐室分别计算，机电设备散热量大的硐室，应按机电设备运转的发热量计算，充电硐室应按回风流中氢气浓度小于O.5％计算，其他硐室可按经验值配风；
4 其他井巷实际需要的风量，应按瓦斯涌出量和最低风速分别计算，取其中、最大值；
5 抽放瓦斯的矿井，应按抽放瓦斯后煤层的瓦斯涌出量计算风量；
6 高瓦斯矿井及有热害的矿井，矿井风量应分水平计算。
7.1.4 进、回风井，风硐和主要进、回风巷道的风速，应小于现行《煤矿安全规程》规定的最高风速。抽放瓦斯专用巷道的风速不应低于0.5m／s。
7.1.5 矿井通风的设计负(正)压，一般不应超过2940Pa。表土层特厚、开采深度深、总进风量大、通风网路长的大深矿井，矿井通风设计的后期负压可适当加大，但后期通风负压不宜超过3920Pa。
7.1.6 矿井井巷的局部阻力，新建矿井及扩建矿井独立通风的扩建区宜按井巷摩擦阻力的10％计算，扩建矿井宜按井巷摩擦阻力的15％计算。
7.1.7 进、出风井井口的标高差在150m以上，或进、出风井口标高相同但井深400m以上，宜计算矿井的自然风压。
7.1.8 多风机通风系统，在满足风量按需分配的前提下，各主通风机的工作风压应接近。当通风机之间的风压相差较大时，应减少共用风路的风压，使其不超过任何一个通风机风压的30％。
7.2 防水、防尘、防火、防煤与瓦斯突出
7.2.1 井下防水、防尘、防火、防煤与瓦斯突出和防冲击地压的设计，必须符合现行《煤矿安全规程》的有关规定。
作为设计依据的煤尘爆炸性、煤层的自然倾向性、煤与瓦斯突出危险性必须按国家授权单位提出的鉴定意见确定。
7.2.2 水患严重的矿井，应根据矿井的自然条件、技术条件、经济效益以及环境保护等因素，采取以预防为主的综合防治水措施，并应按有关规定配备设备。
矿井设计必须按现行《煤矿安全规程》的有关规定留设各种防水煤(岩)柱，防水煤(岩)柱的尺寸，应按现行《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》的有关规定计算确定。
水文地质条件复杂或有突水淹井危险的矿井，必须在井底车场周围设置防水闸门。在其他有突水危险的地区，只有在其附近设置防水闸门后，方可掘进。
7.2.3 矿井设计必须采取综合防尘措施：掘进工作面应采取湿式凿岩、喷雾洒水、选择适当的局部通风除尘系统、风流净化、机械捕尘、个体防护等综合防尘措施；回采工作面应采取煤层注水、采空区灌水、喷雾洒水、通风除尘、个体防护等综合防尘措施。有煤尘爆炸危险的矿井，应按现行《煤矿安全规程》的规定，设置水棚或岩粉棚。
7.2.4 开采自然和容易自燃的煤层，应合理选择采煤方法、巷道布置、巷道支护形式和通风系统；应根据自燃危险等级采取建立灌浆系统、使用阻化剂、均压技术、配备惰气灭火装置等综合防灭火措施；并应符合下列规定：
1 灌浆系统必须配套，其布置方式应适应防灭火灌浆的要求；
2 采区设计必须明确规定巷道布置方式、隔离煤柱尺寸、灌浆系统、疏水系统、预筑防火墙的位置以及采掘顺序。
3 灌浆材料、防火墙建筑材料不得采用具有可燃性、毒性、辐射性材料。灌浆材料应根据矿井的具体条件选择粘土、不可燃岩粉、粉煤灰、砂等不可燃材料。
7.2.5 开采有煤与瓦斯突出危险的煤层时，应根据突出危险性预测，选择合适的防治突出措施，并应符合下列规定：
1 在突出矿井中开采煤层群时，应首先开采保护层。保护层的选择，应优先选择无突出危险的煤层作为保护层；当突出危险煤层的上、下均有保护层时，应优先选择上保护层；当矿井中所有煤层都有突出危险时，应选择突出危险程度较小的煤层作为保护层；
2 保护层的有效保护范围，应根据邻近矿井的经验确定；若无邻近矿井参考时，可按《防治煤与瓦斯突出细则》设计；
3 开采保护层的矿井，被保护层的巷道必须布置在保护范围内；开采下保护层时，不得破坏被保护层的开采条件；
4 开采单一煤与瓦斯突出危险煤层和保护层开采后的未保护区，当煤层透气性系数大于或等于0.001mD(毫达西)时-，应采用预抽煤层瓦斯防治突出措施。
7.2.6 开采有冲击地压的煤层群时，应符合下列规定：
1 必须首先开采保护层。选作保护层的煤层应是无冲击地压或冲击地压较弱的煤层。
2 保护层的有效范围应根据邻近矿井的经验确定，或与类似条件矿井的实测数据比较后确定；
3 未受保护的煤层和地区，必须采取放顶卸压、煤层注水、打卸压钻孔、超前爆破松动煤体等措施，并应按有关规定配备设备。煤层注水压力应根据地应力和煤的硬度等因素确定。注水后煤层水分不应低于4％；
4 开采冲击地压煤层时应采用垮落法控制顶板，切顶支架应有足够的工作阻力；
5 对冲击地压煤层，应根据顶板岩性掘进宽巷或沿采空区边缘掘进巷道。巷道支护严禁采用混凝土、金属等刚性支架。双巷掘进时，两条平行巷道之间的煤柱不得小于8m，联络巷道应与两条平行巷道垂直。
7.3 抽放瓦斯
7.3.1 矿井或采掘工作面瓦斯涌出量较大，当采用通风方法解决瓦斯问题不合理、绝对瓦斯涌出量达到现行《煤矿安全规程》的有关规定和开采有煤与瓦斯突出危险煤层时，必须建立地面永久抽放瓦斯系统或井下临时抽放瓦斯系统。
7.3.2 抽放瓦斯设施应符合现行《煤矿安全规程》的有关规定。
7.3.3 矿井抽放瓦斯设计，应与矿井开采设计同步进行，并应符合下列规定：
1 设计依据的瓦斯参数，应根据批准的勘探地质报告提供的资料和经国家授权单位对矿井瓦斯危险程度的鉴定意见选取；
2 合理安排掘进、抽放、回采三者的超前和接替关系，保证抽放瓦斯所需的时间，提高抽放效果；
3 对工作面瓦斯涌出量、抽放量、工作面通风方式和工作面产量及矿井生产能力之间的关系应进行充分分析论证，做到"以面定产"、"先抽后采，以风定产"；
4 尽可能利用开拓、准备、回采巷道抽放瓦斯，必要时可考虑专用抽放瓦斯巷道；
5 抽放瓦斯设计，应进行矿井瓦斯资源的利用评价。
7.3.4 抽放瓦斯方法、方式的选择，应根据煤层赋存条件、瓦斯来源、巷道布置、瓦斯基础参数等综合分析比较后确定，并应符合下列规定：
1 各抽放瓦斯矿井均应采取开采层、邻近层和采空区相结合的综合抽放方法；
2 无采动卸压煤层抽放瓦斯，主要采取巷道抽放、顺层钻孔和穿层钻孔抽放方法及其他人为强制性卸压措施。穿层钻孔抽放时，宜采用网格式密集钻孔；顺层钻孔宜采用大孔径、长钻孔、高负压抽放；
3 无解放层的突出煤层，开采前宜用网格式密集钻孔区域预抽。
7.3.5 在井下建立临时抽放泵站或采用移动泵站进行局部瓦斯抽放时，应符合现行《煤矿安全规程》的有关规定。
7.3.6 设计瓦斯抽放率，可根据邻近生产矿井或类似条件矿井数值选取，并应符合现行《矿井瓦斯管理规范》的有关规定。
7.3.7 当瓦斯抽放量稳定，抽放瓦斯浓度超过30％时，瓦斯应综合利用。
7.3.8 矿井抽放瓦斯设备应符合下列规定：
1 矿井抽放瓦斯设备能力，应能满足抽放瓦斯设备服务范围内的最大瓦斯抽放量和最大抽放负压要求，其设备富余能力不应小于15％。
2 抽放瓦斯泵及其附属设备，至少应有1套备用。
3 抽放瓦斯泵站内的电气设备、照明和其他电气仪表，应采用矿用防爆型。
7.3.9 矿井瓦斯抽放站应设在工程地质条件稳定的地带，并应有扩建的可能性及便于管路安装和敷设。
7.4 安全监测、监控
7.4.1 安全监测监控系统的类型及监测参数种类，应根据矿井的灾害种类及程度确定。
7.4.2 高瓦斯、煤(岩)与瓦斯突出矿井，必须装备矿井安全监控系统；低瓦斯矿井亦应装备矿井安全监控系统。装备矿井安全监控系统的矿井，甲烷传感器和其他传感器的设置地点与监控范围，必须符合现行《煤矿安全规程》的有关规定。
7.4.3 石门揭穿煤(岩)与瓦斯突出煤层及突出的掘进工作面，应设置连续监测的突出危险预测预报装置，并应接入矿井安全监控系统。
7.4.4 在回采工作面、掘进工作面、锚喷及煤流转载点等处，应设置粉尘监测装置。
7.4.5 井下带式输送机、主要机电硐室和有自燃危险的采区，应设置连续式火灾监测装置，并应接入矿井安全监测监控系统。
7.4.6 冲击地压严重的矿井应设置预报监测装置，并应接入矿井安全监测监控系统。
7.4.7 矿井采区进回风巷、总回风巷、主通风机风硐，应设置连续风速传感器；局部通风机应设置开、停状态传感器。并应接入矿井安全监测监控系统。
7.4.8 有抽放瓦斯系统的矿井，应设置抽放瓦斯监控系统，并应接入矿井安全监测监控系统。
监控系统应能监测抽放管道中的瓦斯浓度、负压、流量和一氧化碳参量，同时还应能监控抽放站内瓦斯泄漏，并能报警和断电。
7.4.9 气温超限矿井，应在进风井口和井下主要巷道、采掘工作面及机电硐室等井下作业的主要地点设置气象参数观测点，配备自动记录式气象检测仪表，并应接入矿井安全监测监控系统。
7.5 矿井热害防治
7.5.1 井下采掘工作面和机电硐室的空气温度，均应符合现行《煤矿安全规程》的规定。
7.5.2 新建、改扩建矿井设计时，应根据井田勘探地质报告及建设单位提供的有关资料，采用经鉴定的气温预测方法，进行矿井气温预测计算，超温地点应有降温措施。
7.5.3 对气温超限矿井，应采取综合降温措施。
7.5.4 采用非人工制冷降温，应根据矿井的具体条件，综合采用利用天然冷源、增加供风量或提高作业人员集中处的局部风速、下行通风或同流通风等有利于降温的通风方式、回避井下热源、隔绝或减少热源向进风流散热、疏放或封堵热水、个体防护等措施。
7.5.5 采用人工制冷降温，应根据矿井地质条件、开拓开采系统、巷道布置、矿井通风系统、制冷降温范围、采深、冷负荷、矿井涌水量及水质和水温、回风风量和温度、采掘机械化程度、热源及条件类似矿井的经验，进行技术经济论证后，选用井下移动式空调或压缩空气制冷等局部降温措施、地面集中空调系统、地面与井下联合空调系统等降温方式。
7.5.6 井下空气处理应符合, 下列规定：
1 井下空气处理设备、设施，应根据空调系统和需处理的空气量、冷负荷等，综合采用直接蒸发式、水冷表面式、喷淋式冷却器或喷淋硐室；
2 井下空气处理方式可采用集中处理或在各降温地点分别处理；
3 当需处理的空气量较大、冷负荷较大或狭长空间自然空气温度差大于10℃，用单一空气处理设备或设施难以达到效果或不经济时，宜采用综合的空气处理方式。
4 空气处理设备的处理风量，应根据冷负荷与送风温差确定，但不得大于供给所在巷道处的风量。对掘进工作面，其处理风量不得超过该工作面全负压供给该处风量的70％。
7.5.7 制冷机冷凝热排除方式应根据降温方式、冷凝热量、水源的水质和水量及水温、矿井回风风量和温度、采深等因素确定，并应符合下列规定：
1 地面排除冷凝热时，可采用冷却塔或天然水体；
2 当采用井下集中空调系统降温方式时，如果井下水水质、水量、水温合适或经处理合适，应优先采用井下水排除冷凝热；井下水不适用时，应对矿井回风排除冷凝热、将冷凝器循环冷却水排至地面进行降温处理等排放方式进行技术经济比较后确定；
3 井下利用回风排除冷凝热时，回风风流湿球温度不宜高于29℃。
7.5.8 制冷剂的选择，应符合防火、不爆炸、无毒、冷凝温度高、冷凝压力低、价廉、环保等要求。
7.5.9 制冷机冷负荷备用系数可取1.10～1.20，制冷设备数量不宜少于2台。当冷负荷较大时，宜选用大型制冷机。
7.5.10 当制冷站设在地面时，制冷机房设计与布置应符合现行国家标准《采暖通风与空气调节设计规范》GB 50019的有关规定。制冷机房位置距进风井口的距离不宜小于50m，且处于夏季主导风向下方。
7.5.11 当制冷站设在井下时，制冷硐室的位置和布置应有利于供冷和排除冷凝热，并满足设备的搬运、安装、维修、操作和安全等要求。
7.5.12 井深大于600m时，采用地面集中空调系统的冷量传输必须有耦合装置。耦合方式的选择应考虑安全、节能、高效、维护管理方便等因素，经技术经济论证后，选用壳管式高低压换热器、水能回收装置、多腔热压转换器等设备。
7.5.13 冷量传输管道的供水管应隔热。回水管是否隔热，应根据回水管所在的环境温度确定。冷量传输应符合下列规定：
1 管道隔热材料与结构应能防火、防潮、隔气、无毒，避免"冷桥"产生，温升不应高于0.6℃／1000m；
2 管道可采用壁挂、架空或地沟形式敷设，输冷管不宜布置在回风巷中；
3 低温冷媒宜根据原材料的来源、腐蚀性、水溶性、冷媒温度和价格等因素，采用氯化钙溶液、乙二醇水溶液或丙三醇等水溶液，溶液的浓度应根据冷媒温度确定。
7.5.14 矿井制冷系统中的供冷系统和冷却水系统的管网应进行水力平衡计算。水力系统设计应符合现行国家标准《建筑给水排水设计规范》GB 50015及《采暖通风与空气调节设计规范》GB 50019的有关规定。
8 提升、通风、排水和压缩空气设备
8.1 提升设备
8.1.1 主、副井提升设备的类型及套数，应根据矿井设计生产能力、井深、同时生产水平数、辅助提升要求、安全、有利加快建设速度及设备供应状况等因素，经技术经济比较后确定，并应符合下列规定：
1 一般应遵照1个井筒能设1套就不装备2套的原则；
2 提升设备一般应按所担负的最终水平工作量选择；
3 矿井主斜井运煤，条件适宜应采用带式输送机提升。
8.1.2 条件适宜的立井，应采用多绳摩擦式提升机，并应符合下列规定：
1 选择塔式或落地式，除应考虑所在地的气候、地震烈度、地基承载力等自然条件及生产维护检修状况外，还应着重考虑施工占用井口影响矿井建设工期因素，经综合技术经济比较后确定；
2 当在井塔内设2套提升机时，宜采用同层布置；
3 落地式提升机宜靠近井筒布置；当1个井筒装备2套落地式提升机时，设备宜采用同侧布置。
8.1.3 摩擦式提升防滑安全校验应符合下列规定：
1 摩擦式提升机工作闸或保险闸所产生的制动力矩均不得小于提升最大静荷重旋转力矩的3倍；并应根据设计实用最大不平衡负载，按闸间隙2mm时的弹簧力配备制动器对数(即为允许最小安全制动力矩)，取其计算值进位为整数选取。
2 摩擦式提升机保险闸所确定的安全制动力矩(即安全闸制动力矩)，应能满足不同负载(包括空载)在各种运行方式下产生紧急制动减速时，主摩擦轮两侧张力比值小于钢丝绳滑动极限(ef·α)；且同时应满足重载下放减速度不小于1.5m／s2及重载提升减速度不大于5m／s2。
摩擦式提升防滑安全校验应按下列公式计算：
(8.1.3)
式中P1d、P2d--为提升主摩擦轮两侧张力(N)；
e--自然对数的底，2.718；
f--衬垫摩擦系数；
α--钢丝绳在主摩擦轮上的围包角(弧度)。
3 经安全制动防滑校验，当一级制动装置不能满足防滑要求时，必须采用二级制动装置；有条件时应采用恒减速安全制动装置；
4 摩擦式提升系统进行防滑校验时，其差重应计人重载侧。防滑设计应计人导向轮或天轮的惯性力，并忽略井筒阻力；
5 有条件应优先采用摩擦系数为O.25的摩擦衬垫。
8.1.4 主井箕斗提升必须采用定重装载，箕斗容积设计必须与提升选型设计所确定的载重量相适应。
8.1.5 提升设备的滚筒、摩擦轮、天轮、导向轮的直径与钢丝绳直径之比值，应符合现行《煤矿安全规程》有关规定。
8.1.6 提升钢丝绳选择应符合下列规定：
1 提升钢丝绳安全系数的选择，应符合现行《煤矿安全规程》的有关规定；
2 缠绕式提升装置宜采用同向捻钢丝绳；斜井提升宜选用交互捻钢丝绳；
3 多绳摩擦式提升主绳应采用对称左、右捻钢丝绳；
4 摩擦式提升的配重绳至少应装设2根，并应尽量减少与主绳的差重；
5 平衡尾绳宜采用扁尾绳，如采用圆尾绳，应选用交互捻且应力较低品种的钢丝绳，并要求与提升容器连接处采用旋转器。
8.1.7 提升设备的运行速度应符合下列规定：
1 提升机的最大运行速度，应根据提升载重量和井深选择既运行经济又节省投资的运行速度图为原则确定；
2 立井罐笼和斜井提升容器升降人员的最大速度和加、减速度的选择不得超过现行《煤矿安全规程》的有关规定；
3 立井和斜井升降物料时的最大提升速度不得超过现行《煤矿安全规程》的有关规定。立井或斜井提升采用扇形闸门箕斗时，滚轮进出曲轨时的速度不得大于1.5m／s；
4 斜井提升容器在甩车道上的运行速度，不得大于1.5m／s。
8.1.8 提升电动机及电控系统的选择应符合下列规定：
1 提升电动机采用交流异步电动机、同步电动机或直流电动机传动及其供电和控制系统，应根据生产安全需要和电机容量，通过技术经济比较后确定；
2 摩擦式提升机宜选用电力电子变流器供电的交、直流传动系统；
3 斜井提升宜选用交流电动机传动系统；
4 井下提升电动机及其供配电电控设备选择，必须符合现行《煤矿安全规程》的有关规定；
5 提升电动机功率选择储备系数，宜按1.05～1.10选取；
6 在提升机服务年限内确实需要更换电动机时，以只更换1次为宜；
7 提升机与电动机连接装置传动效率的选择，在无厂家给定值时，直联可取0.98，行星齿轮减速器可取0.92，平行轴减速器可取0.85～0.90；
8 计算提升动力学选取井筒阻力系数：箕斗提升应取1.15，罐笼提升应取1.20。
8.1.9 主井提升能力计算应符合下列规定：
1 主井提升每天提升作业时间应按16h计算；
2 主井提升不均衡系数：有井底煤仓时可取1.10，无井底煤仓时可取1.20；
3 主井提升设备应在第一水平留有10％～20％的富余能力：
4 斜井带式输送机提煤，当井底有煤仓时，不均衡系数宜取1.10～1.15；当井底无煤仓时，斜井带式输送机的输送能力应与大巷带式输送机的输送能力相适应。
8.1.10 副井提升能力计算应符合下列规定：
1 最大班工人下井时间：立井不应超过40min，斜井不应超过60min；
2 最大班作业时间应按6h计算；
3 人员、矸石、支护材料等作业时间应按以下规定计算：
1)升降工人时的重合率：普采矿井可按工人下井时间的1.5倍，综采矿井可按1.6～1.8倍选取(全综采矿井取大值)；升降其他人员时间，应按升降工人时间的20％计算；
2)提升矸石应按日出矸量的50％计算；
3)下放支护材料应按日需要量的50％计算；
4)其他作业宜按5～10次选取；
4 提升设备应能满足运送井下设备的最重部件需要；液压支架宜考虑按整体运输。
8.1.11 提升容器在井口、井底同时作业时的休止时间应符合下列规定：
1 箕斗提煤的休止时间：标称容量6t及以下箕斗提煤的休止时间宜为8s；8～9t箕斗宜为10s；12～30t箕斗可按每吨1s计算；30t以上箕斗以及特制靠外动力卸载的箕斗，应按有关设备部件环节联动时间计算确定；
2 普通罐笼进出矿车休止时间应符合表8.1.11规定：
表8.1.11 普通罐笼进出矿车休止时间(s)罐笼型式 单层装车罐笼 双层装车罐笼
进出车方式 两侧进出车 同侧 进出车 一个水平 进出车, 两层同时 进出车
每层矿车数 (辆) 1 2 1 1 2 1 2
矿车规格 (t) 1 12 15 35 30 36 17 20
1.5
3 13 17 -- 32 40 18 22
15 -- -- 36 -- 20 --
3 普通罐笼单层进出材料车或平板车的休止时间宜按40s计算；双层罐笼沉罐时休止时间宜按88s计算；
4 单层罐笼每次升降5人及以下时的休止时间宜按20s计算，超过5人，每增加1人增加1s；双层罐笼升降人员，当两层罐笼同时进出人员时，休止时间应比单层罐笼增加2s信号联络时间；当人员由一个水平进出罐笼时，休止时间应比单层罐笼增加1倍，并应增加6s换置时间；
5 斜井串车提升的休止时间：平车场宜取25s，甩车场宜取20s；井上下甩车时间，应按实际运行状况计算；
6 斜井用人车升降人员，当两侧同时上下人员时，休止时间宜按25～30s计算；同侧上下人员时，休止时间宜按80～90s计算。
8.1.12 混合提升能力计算应符合下列规定：
1 最大班工人下井时间，立井不宜超过40min；斜井不宜超过60min；
2 最大班作业时间应按7.5h计算；
3 每班提煤、提矸应计入1.25不均衡系数；
4 提升设备应考虑运送井下设备最重部件。
8.1.13 专用提升矸石的设备能力计算，应计人1.2不均衡系数；每天作业时间应按16h计算。
8.1.14 采区上、下山轨道提升能力计算应符合下列规定：
1 当只提煤时，提升作业时间每班应按6h计算；
2 混合提升作业时间，每班应按7h计算；
3 提煤或提矸的不均衡系数应取1.25；
4 上提下放时间可按重合计算；
5 提升设备应满足采区内采掘设备的最重部件运输。
8.1.15 提升机房起重设备的选择应符合下列规定：
1 滚筒直径为2.5m及以上的单绳缠绕式提升机或落地式多绳摩擦式提升机的机房，一般宜设手动起重机；
2 塔式多绳摩擦式提升机房采用内吊装方式运送设备部件时，宜设置电动超卷扬起重机。