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文档简介
1、PAGE PAGE 109山西煤炭运销集团阳城惠阳煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计安全专篇变更(45万t/a建设项目)一、山西煤炭运销集团阳城惠阳煤业有限公司矿井资源整合的核准文件及隶属关系根据山西省省煤矿企企业兼并并重组整整合工作作领导组组办公室室文件晋晋煤重组组办发【220099】422号文件件关于于晋城市市阳城县县煤矿企企业兼并并重组整整合方案案(部分分)的批批复,原原山西阳阳城惠阳阳煤业有有限公司司为单独独保留矿矿井,矿矿井生产产能力由由3000kt/a提升升至4550ktt/a,矿矿区面积积不变,兼兼并重组组后矿井井名称变变更为山山西煤炭炭运销集集团阳城城惠阳煤煤业有限限公司
2、,隶隶属山西西煤炭运运销集团团有限公公司。2012年年6月66日由山山西省国国土资源源厅对该该矿换发发了采矿矿许可证证,证号号为C114000002200991111220004445311,生产产规模为为4500kt/a,矿矿区面积积为6.18001kmm2,批采采15号号煤层,设设计开采采15号号煤层。晋城市煤炭炭工业局局以晋市市煤局综综字【220111】6000号文文批复山山西煤炭炭运销集集团阳城城惠阳煤煤业有限限公司兼兼并重组组整合矿矿井地质质报告。晋城市煤炭炭工业局局以晋市市煤局规规字【220100】4553号文文批复山山西煤炭炭运销集集团阳城城惠阳煤煤业有限限公司兼兼并重组组整合矿
3、矿井初步步设计。山西煤矿安安全监察察局晋城城监察分分局以晋晋煤监局局字【220100】1338号文文批复山山西煤炭炭运销集集团阳城城惠阳煤煤业有限限公司兼兼并重组组整合矿矿井初步步设计安安全专篇篇。晋城市煤炭炭工业局局以晋市市煤局规规字【220100】7440号文文批复山山西煤炭炭运销集集团阳城城惠阳煤煤业有限限公司兼兼并重组组整合项项目开工工建设。 晋城煤炭规规划设计计院20014年1月编编制完成成山西煤煤炭运销销集团阳阳城惠阳阳煤业有有限公司司兼并重重组整合合矿井初初步设计计变更,晋城市煤炭工业局以晋市煤局便字【2014】258号文予以批复。晋城煤炭规规划设计计院20014年年6月编编制完
4、成成山西西煤炭运运销集团团阳城惠惠阳煤业业有限公公司兼并并重组整整合矿井井初步设设计二次次变更,进进行调整整底板等等高线、取消采区变电所、缩减采区大巷和首采工作面顺槽巷道工程。在基建过程程中,惠惠阳煤业业矿井的的自然开采采条件、矿井开开拓和首首采面位位置,各各主要系系统等均均无重大大变化,结合矿井已形成的井巷工程、土建工程和机电设备可利用情况,施工图设计及设备招标定购情况,同时遵照相关文件精神及矿方补充的专项设计等资料,对部分工程量进行调整、部分系统进行完善补充和设备型号变更,对原安全专篇进行补充,不变部分维持原设计。综上所述,矿方委托我晋城煤炭规划设计院编制山西煤炭运销集团阳城惠阳煤业有限公
5、司矿井兼并重组整合项目初步设计安全专篇变更。二、矿井建建设进展展情况山西煤炭运运销集团团阳城惠惠阳煤业业有限公公司计划划20114年7月将达达到联合合试运转转条件,矿矿井基本本建设情情况进度度情况如如下: (一)矿建建工程进进展情况况截止20114年3月底矿矿井一至至三期矿矿建工程程、安全全设施建建设已基基本完成成,1551011首采工工作面已已圈成,剩余工程仅为15103接替工作面运输顺槽、回风顺槽掘进工程。(二)土建建工程进进展情况况截止目前矿矿井地面面土建工工程已基基本完工工,管沟沟道路硬硬化等工工程为在在建工程程。(三)机电电安装工工程进展展情况现未完成安安装工程程包括:井下首首采工作
6、作面安装装等工程程。三、设计变变更的依依据1、山西西煤炭运运销集团团阳城惠惠阳煤业业有限公公司兼并并重组整整合初步步设计安安全专篇篇变更编编制的“委委托书”和和“承诺诺书”。 2、山西省省煤炭工工业厅晋晋煤规发发【20012】5500号号关于印印发山山西省煤煤矿现代代化矿井井标准。3、山西省省煤炭工工业厅晋晋煤办基基发【220122】5005号关关于印发发山西西省煤矿矿建设标标准。4、山西省省煤矿企企业兼并并重组整整合工作作领导组组办公室室文件晋晋煤重组组办发【220099】422号文件件关于于晋城市市阳城县县煤矿企企业兼并并重组整整合方案案(部分分)的批批复。5、20112年66月6日日由山
7、西西省国土土资源厅厅对该矿矿换发采采矿许可可证,证证号为CC14000000200091111222004445331。6、晋城市市煤田地地质勘探探队编制制的山山西煤炭炭运销集集团阳城城惠阳煤煤业有限限公司兼兼并重组组整合矿矿井地质质报告。7、晋城市市煤炭工工业局以以晋市煤煤局综字字【20011】6600号号关于于山西煤煤炭运销销集团阳阳城惠阳阳煤业有有限公司司兼并重重组整合合矿井地地质报告告的批复复。8、晋城煤煤炭规划划设计院院20110年77月编制制的山山西阳城城惠阳煤煤业有限限公司兼兼并重组组整合初初步设计计。9、晋城市市煤炭工工业局以以晋市煤煤局规字字【20010】4453号号关于于山
8、西煤煤炭运销销集团阳阳城惠阳阳煤业有有限公司司兼并重重组整合合矿井初初步设计计的批复复。10、晋城城煤炭规规划设计计院20010年年10月月编制的的山西西阳城惠惠阳煤业业有限公公司兼并并重组整整合项目目初步设设计安全全专篇。11、山西西煤矿安安全监察察局晋城城监察分分局以晋晋煤监局局字【220100】1338号关关于山西西阳城惠惠阳煤业业有限公公司兼并并重组整整合项目目初步设设计安全全专篇的的批复。12、晋城城市煤炭炭工业局局以晋市市煤局规规字【220100】7440号文文批复山山西煤炭炭运销集集团阳城城惠阳煤煤业有限限公司兼兼并重组组整合项项目开工工建设。13、晋城城煤炭规规划设计计院200
9、14年年1月编编制的山西煤炭运销集团阳城惠阳煤业有限公司兼并重组整合矿井初步设计变更14、晋城城市煤炭炭工业局局以晋市市煤局便便字【220144】2558号关关于山西西煤炭运运销集团团阳城惠惠阳煤业业有限公公司兼并并重组整整合矿井井初步设设计的批批复。15、晋城城煤炭规规划设计计院20014年年6月编编制完成成了山山西煤炭炭运销集集团阳城城惠阳煤煤业有限限公司兼兼并重组组整合矿矿井初步步设计二二次变更更。16、山西西省煤炭炭勘查局局二一二二地质队队于20013年年3月重重新绘制制山西煤煤炭运销销集团阳阳城惠阳阳煤业有有限公司司15号号煤层底底板等高高线及资资源储量量估算图图。17、晋能能有限责
10、责任公司司以晋能能地防字字【20013】3350号号晋能能有限责责任公司司关于山山西煤炭炭运销集集团阳城城惠阳煤煤业有限限公司矿矿井水文文地质类类型划分分报告的的批复18、山西西省煤炭炭工业局局综合测测试中心心编制的的山西西煤炭运运销集团团阳城惠惠阳煤业业有限公公司矿井井瓦斯涌涌出量预预测报告告。19、山西西煤炭运运销集团团科学技技术研究究有限公公司编写写的山山西煤炭炭运销集集团惠阳阳煤业有有限公司司巷道锚锚固支护护方案设设计研究究20、山西西公信安安全技术术有限公公司20012年年5月对对惠阳煤煤业155号煤层层煤尘爆爆炸性和和煤的自自燃倾向向性进行行鉴定。21、高压压供用电电合同。22、惠
11、阳阳煤业提提供的其其他相关关设计资资料。四、变更前前后对照照表序号原设计设计变更变更理由1矿井水文地地质条件件总体属属简单类类型。矿井水文地地质类型型总体定定为中等等类型。根据山西西煤炭运运销集团团阳城惠惠阳煤业业有限公公司矿井井水文地地质类型型划分报报告2矿井设计可可采储量量为67732.5ktt。矿井设计可可采储量量为69984.9ktt。由国家发改改委下发发的特特殊和稀稀缺煤类类开发利利用管理理暂行规规定3矿井设计服服务年限限为111.5年年。矿井设计服服务年限限为111.944年。4主斜井井筒筒垂深660m,副副斜井井井筒垂深深88mm, 回回风立井井井筒垂垂深500m,均均为表土土混
12、凝土土/基岩岩锚喷。主斜井井筒筒垂深445.33m,料料石砌碹碹支护。副副斜井井井筒垂深深59.3m,料料石砌碹碹支护。回回风立井井井筒垂垂深522.5mm,混凝凝土浇筑筑支护。结合井筒实实际落底底标高确确定,井井筒方位位角原设设计的由由0调调整为22511177,结结合支护护材料就就地取材材,变更更井筒支支护形式式。5紧急避险系系统共布布置:11个永久久避难硐硐室(避避险800人)22个临时时避难硐硐室(各各避险115人)及及硐室工工程政策性新增增6矿井移交生生产时,井井巷工程程量半煤煤岩巷771044m,岩岩巷5336m,井井巷合计计77221m,硐硐室体积积39220m33,掘进进总体积
13、积755595.6m33,矿井井万吨掘掘进率为为1711.6mm。矿井移交生生产时,新新增井巷巷工程总总长度667466m,万万吨掘进进率1449.99m。井井巷新增增掘进总总体积9990117m3,其中中新增硐硐室体积积为1556311.4mm3。7综采主要设设备:MMG1335/3320-W型采采煤机,ZZ5000/16/28型液压支架、SSJ-800/255型带式输送机、PB250/5.5喷雾泵站、BRW-200/31.5乳化液泵站、SQ-50无极绳绞车SZB630/75型转载机,BPW250/5.5型喷雾泵,ZDY1900ST型放顶钻机。综采主要设设备:MMG1660/3390-WD型
14、型采煤机机,ZZZ80000/116/330型液液压支架架、和ZZZG880000/166/300型过渡渡液压支支架、DDSJ880型带带式输送送机、BBPW-31.5/110型喷喷雾泵站站、BRRW-4400/31.5型乳乳化液泵泵站、取取消无极极绳绞车车,增加加ZYJJ-4220/2200型型探水钻钻机。变更为电牵牵引采煤煤机,为为加强顶顶板管理理增大支支架的支支护阻力力,按职职业卫生生防护提提高喷雾雾泵工作作压力,其其它因厂厂家不同同导致型型号不一一致,设设备参数数基本一一致8综掘主要设设备:EEBZ1100EE和EBBZ1335型掘掘进机,SGB-620/40T型刮板转载、DSJ800
15、/40/55型带式输送机、ZL-200型探水钻机。综掘主要设设备:EEBZ1132型型掘进机机及自带带二运转转载、DDSJ8800/40/2775型带带式输送送机、ZZYJ-4200/2000和ZZQJ-1600/4.3型探探水钻机机。结合矿方方订购设设备;原设计计带式输输送机运运距不能能满足实实际使用用。9矿井通风:矿井需需风量为为45 m3/miin,矿矿井通风风容易时时期和困困难时期期最大负负压分别别为4339.330Paa和10061.96PPa。矿矿井通风风容易时时期等积积孔为22.555m2,矿井井通风困困难时期期等积孔孔为1.64mm2。矿井通风:矿井需需风量为为54 m3/mi
16、in,矿矿井通风风容易时时期和困困难时期期最大负负压分别别为3330.335Paa和10000.19PPa。矿矿井通风风容易时时期等积积孔为33.533m2,矿井通通风困难难时期等等积孔为为2.003m22。主通通风机不不作变更更。因巷道断面面扩大,回回采工作作面最大大控顶距距和最小小控顶距距的减小小,硐室室按最小小风速要要求增大大风量,矿矿井风量量重新计计算、重重新分配配,导致致矿井通通风负压压、矿井井等积孔孔变化,重重新进行行核算。110主斜井煤炭炭运输设设备:DDTL880/222/775型,VV=2.0m/s,运运量2220t/h, P=775kWW主斜井和集集中胶带带巷煤炭炭运输设设
17、备:DDTL880/222/22900型,VV=2.0m/s,运运量2220t/h,倾倾角-44155,平平均5 P=2990kWW系统优化;因倾角起伏伏变化,重重新计算算集中胶带巷巷煤炭运运输设备备:DTTL800/200/255型型,V=2.00m/ss,运量量2200t/hh,平均均角度= 22.5,P=2555kWW111副斜井和集集中辅助助运输巷巷辅助运运输设备备:一部部SQ-80型型矿用无无极绳连连续牵引引车,单单轨运输输,1110kWW采用无轨胶胶轮车运运输。采采煤机和和支架等等大型设设备采用用租用WWC255EJ型型支架搬搬运车运运输,采采用5辆WC33J 型型3t的辅辅助运输
18、输车和22辆ZL220YFFB型防防爆装载载机担负负全矿井井材料和和小型设备备等辅助助运输任任务系统优化,辅辅助运输输采用无无轨运输输,辅助助运输巷巷道最大大倾角按按9设计计,各柴柴油机车车最大爬爬坡能力力为144。112集中辅助辅辅助巷人人员运输输设备:RJY337-33/7555型,377kW人员运输采采用4辆24人的的WCJJ24RR型人员员运输车车和1辆6人的WCC6R型型人员运运输车担担负井下下人员运运输任务务(人员员经主斜斜井台阶阶步行上上下)系统优化,辅辅助运输输采用无无轨运输输1131主排水管路路:选用用155944.5型型无缝钢钢管,吸吸水管选选用11805型无无缝钢管管。主
19、排水管路路更换为为1660110型钢钢丝网骨骨架聚乙乙烯复合合管,吸吸水管不不变。因15号煤煤层含硫硫量大,对对管路腐腐蚀严重重而变更更采区排水管管路:排排水管为为133344型无缝缝钢管,吸吸水管为为155944.5型型无缝钢钢管。采区排水管管路更换换为116010型型钢丝网网骨架聚聚乙烯复复合管,吸吸水管路路不变。114压气设备:O1型型固定风风冷单螺螺杆压缩缩机3台,定量.3i额气1M配用电电机功率率1600kW,电电压3880V。作好压气设备:S0型固固定风冷冷单螺杆杆压缩机机2台,定量mi额气1M配用电电机功率率2500kW,电电压100kV。作好矿方为后期期考虑购购买115压风管路
20、:在地面面、主斜斜井、井井下集中中胶带运运输巷、胶带大巷干管铺设管径为1594.5的无缝钢管,掘进和回采工作面支管铺设管径为1084的无缝钢管。压风管路:为155944.5型型无缝钢钢管和1600100型钢丝丝网骨架架聚乙烯烯复合管管,支管管为11084型无无缝钢管管和11106型钢钢丝网骨骨架聚乙乙烯复合合管,在在集中辅辅助运输输巷和辅辅助运输输大巷增增加11084型无无缝钢管管17000m,在在集中回回风巷和和回风大大巷增加加111066型钢丝丝网骨架架聚乙烯烯复合管管15000m用用来抢险险救灾。根据安监总总煤装【2011】33号文要求,所有避灾线路均应铺设压风管路116产品分级:+12
21、00mm大大块、330-1120mmm小块块、-330mmm末煤产品分级: +13mmm块煤煤、-113mmm末煤矿方计划建建洗煤厂厂,原煤煤初步分分级后进进洗煤厂厂洗选,防防止因设设备故障障导致堆堆煤增设设地面缓缓冲仓117产品存储:设4个块煤煤滑坡仓仓和一个个15mm末煤筒筒仓产品存储:设1个15mm块煤筒筒仓和11个15mm末煤筒筒仓,增增加1个个地面缓缓冲仓18双回路100 kVV电源:一回电电源引自自尹庄1110kkV变电电站100kV母母线段,导导线型号号:LGGJ-1150,供供电距离离1.55km;另一回回电源引引自阳城城发电厂厂10kkV母线线段,导导线型号号:LGGJ-11
22、50,供供电距离离4kmm。双回路100 kVV电源:一回路路引自尹尹庄1110kVV变电站站10kkV母线线,架空空导线选选择LGGJ-1150/30型型钢芯铝铝绞线,供供电距离离4kmm;另一一回路引引自台头头1100kV变变电站110kVV母线,架架空导线线选择LLGJ-1500/300型钢芯芯铝绞线线,供电电距离44.6kkm。主供线路实实际施工工架空线线走廊距距离发生生变化;备供线线路原设设计发电电厂关闭闭,重新新选择。19全矿负荷情情况:用电设备总总容量:38773.665 kkW,用电设备工工作容量量:32263.35 kW,全全矿最大大负荷有有功功率率:21119.19kkW,
23、全矿井年耗耗电量8863887011kWhh,全矿矿井年吨吨煤电耗耗19.58kkWh。全矿负荷情情况:用电设备总总容量:52665.225kWW用电设备工工作容量量:42264.005kWW全矿最大负负荷有功功功率:22677.499kW全矿年耗电电量:11150018441.002kWW.h全矿吨煤耗耗电量:25.56kWW.h。结合其它专专业变化化后的负负荷进行行变更。20矿井地面变变电所变变压器选选用:S9-12550/110 110/00.4kkV三相相油浸自自冷式铜铜线电力力变压器器两台矿井地面变变电所变变压器选选用:S111-M-10000/110 110/00.4kkV型油油浸
24、电力力变压器器两台,地地面生产产系统SS11-M-3315/10 10/0.44kV型型油浸式式变压器器两台,办办公楼、餐餐厅、职职工宿舍舍楼等增增设SCCB9-6300/100 100/0.4kVV型油浸浸式变压压器一台台。实际采购设设备,容容量、变变比不变变21综采工作面面移动变变电站:一台KKBSGGZY-8000/100,100/1.14,8800kkVA型型矿用隔隔爆移动动变电站站。综采工作面面移动变变电站:一台KBBSGZZY-110000/100 10/1.22kV10000kVVA型矿矿用隔爆爆移动变变电站实际采购设设备,根根据变更更后的工工作面设设备容量量进行调调整22顺槽综
25、掘工工作面:设两台台KBSSG-8800/10110/00.699kV,8800kkVA型型矿用隔隔爆干式式变压器器顺槽综掘工工作面:设三台KBSSG-8800/10 10/1.22kV8000kVAA型矿用用隔爆干干式变压压器实际施工方方案,设设备已安安装,根根据实际际情况重重新验算算23选用KJ1128型型井下人人员考勤勤定位监监控系统统选用KJ2251(AA)型井井下人员员考勤定定位监控控系统实际招标型型号,技技术参数数能够满满足要求求24ICS-117A型型煤炭产产量监控控装置KJ2199型煤炭炭产量监监控装置置实际招标型型号,技技术参数数能够满满足要求求25HJK-1120型型矿用程
26、程控通信信交换机机80门门矿井通信系系统型号号变更为为KTJJ1155型,容容量能够够满足2256门门通讯要要求实际招标型型号,技技术参数数能够满满足要求求KT1055(A)煤煤矿无线线通讯系系统政策新增KTJ1225应急急广播系系统政策新增26供水施救系系统管路路与井下下消防洒洒水管路路合用,水水源取自自地面消消防水池池(V=3000m),用用水为生生活水源源,其水水质符合合井下消消防洒水水水质标标准。政策性新增增五、地质特特征及开开采条件件(一)地质质构造结合山西省省煤炭勘勘查局二二一二地地质队和和山西地地科勘察察公司对对矿井115号煤煤层首采采区及周周边范围围共补勘勘布置114个钻钻孔,
27、以以及井巷巷实际揭揭露的115#煤煤层层位位、底板板标高情情况和构构造情况况,于220133年3月月,由山山西省煤煤炭勘查查局二一一二地质质队重新新绘制了了山西煤煤炭运销销集团阳阳城惠阳阳煤业有有限公司司15号号煤层底底板等高高线及资资源储量量估算图图。本次次变更对对该矿的的底板等等高线进进行调整整,155号煤层层资源储储量不变变,对集集中辅运运巷在4461mm处揭露露的东西西向F11正断层层(倾角角71,H=7.22m)和和在5006m处处揭露的的东西向向F2正正断层(倾倾角744,H=5.22m)进进行上图图补充。(二)井田田水文地地质 矿方委托中中国煤炭炭地质总总局华盛盛水文地地质勘察察
28、工程公公司编制制的山山西煤炭炭运销集集团阳城城惠阳煤煤业有限限公司矿矿井水文文地质类类型划分分报告,经晋晋能有限限责任公公司以晋晋能地防防字【220133】3550号晋能有有限责任任公司关关于山西西煤炭运运销集团团阳城惠惠阳煤业业有限公公司矿井井水文地地质类型型划分报报告的批批复结论为为:矿井井15号号煤层矿矿井水文文地质类类型为中中等型。因此,变更更将原地地质报告告批复的的矿井水水文地质质类型简简单类型型调整为为中等类类型,其其它水文文地质条条件不变变。(三)井田田水文地地质 (1)瓦斯斯根据山西省省煤炭工工业局综综合测试试中心编编制的山山西煤炭炭运销集集团阳城城惠阳煤煤业有限限公司矿矿井瓦
29、斯斯涌出量量预测报报告:该矿井井以455万吨/a产量量开采115号煤煤层时,矿矿井最大大绝对瓦瓦斯涌出出量为11.599m/minn,最大大相对瓦瓦斯涌出出量为11.688m/t;回回采工作作面最大大绝对瓦瓦斯涌出出量为00.866m/minn,掘进进工作面面最大绝绝对瓦斯斯涌出量量为0.24mm/mmin,预预测为瓦瓦斯矿井井。(2)煤尘尘爆炸危危险性原设计根据据山西省省煤矿矿矿用安全全产品检检验中心心20007年88月155日对山山西阳城城惠阳煤煤业有限限公司115号煤煤层取样样测试,分分析结果果:火焰焰长度为为0mmm,抑制制煤尘爆爆炸最低低岩粉用用量0,煤尘尘无爆炸炸性。山西公信安安全
30、技术术有限公公司20012年年5月对对该矿115号煤煤层进行行鉴定,并并出具的的晋煤检检【20012】005011-MBB-E000044 的鉴鉴定报告告判定该该矿155号煤层层煤尘无无爆炸性性。本次设计变变更按115号煤煤层无煤煤尘爆炸炸性设计计。(3)煤的的自燃性性原设计根据据山西省省煤矿矿矿用安全全产品检检验中心心20007年88月155日对山山西阳城城惠阳煤煤业有限限公司115号煤煤层取样样测试,分分析结果果:煤的的吸氧量量1.448488cm33/g,自自燃等级级,为为不易自自燃煤层层。山西公信安安全技术术有限公公司20012年年5月对对该矿115号煤煤层进行行鉴定,并并出具的的晋煤
31、检检【20012】005011-MRR-E000044的鉴定定报告判判定该矿矿15号号煤层:煤的吸吸氧量11.066cm33/g,自自燃等级级,属属于不易易自燃煤煤层。本次设计变变更按115号煤煤层属于于不易自自燃煤层层设计。其它地质特特征及开开采条件件不作变变更,维维持原设设计。六、资源储储量及矿矿井服务务年限(一)原设设计储量量兼并重组整整合后全全井田115号煤煤层保有有资源储储量1223800 ktt,经计计算,矿矿井工业业资源/储量1123114.44kt,矿矿井设计计储量为为93998.22kt,矿矿井设计计可采储储量为667322.5kkt。(二)变更更原因根据国家发发改委下下发的
32、特特殊和稀稀缺煤类类开发利利用管理理暂行规规定(第第16号号令),对对特殊和和稀缺煤煤类矿井井的采区区回采率率进行上上调3%,本次次变更对对矿井的的设计可可采储量量及服务务年限重重新核算算。(三)变更更后矿井井设计可可采储量量及服务务年限1、矿井设设计可采采储量设计可采储储量=(设设计储量量-开采采煤柱损损失)采区回回采率该矿属中厚厚煤层,采采区回采采率取883%。经计算,变变更后矿矿井设计计可采储储量为669844.9kkt,计计算结果果见下表表。 变更后后矿井设设计可采采储量计计算表 单位kkt煤层编号设计储量设计储量开采损失设计可采储量工业场地大巷小计159398.2150832.669
33、82.661430.76984.9合计9398.2150832.66982.661430.76984.92、矿井服服务年限限矿井服务年年限按下下式计算算:TZK /(AAK)式中:T矿井井设计服服务年限限,a;ZK矿矿井设计计可采储储量,矿矿井设计计可采储储量为:69884.99kt;A矿井井设计生生产能力力,4550 kkt/aa;K储备备备用系系数,取取1.33。则:T669844.9/(455011.3)=11.94aa。经计算:惠惠阳煤业业矿井的的服务年年限为:11.94aa。七、井田开开拓(一)井筒筒结合矿井场场地的实实际地形形,在井井筒施工工过程中中将原设设计的主主、副斜斜井井筒筒
34、方位角角由0调整为为2551117,又又结合实实际落底底标高和和支护材材料就地地取材,变变更了井井筒长度度及支护护形式,变更后后主斜井井、副斜斜井采用用料石砌砌碹支护护,回风风立井支支护采用用钢筋混混凝土浇浇筑。主主斜井、副副斜井和和回风立立井三个个井筒,各各井筒参参数和用用途如下下,均不不做变更更。详见变更后后井筒特特征表。 变变更后井井筒特征征表井 筒 名 称主斜井副斜井回风立井井 口 座座 标标(19800西安坐坐标6)经距Y1962771333.24481962770933.24481962772955.5224纬距X39240097.331139240097.331139239915
35、.3299井口标高(mm)+638.00+635.00+670.00井底标高(mm)+626.28+625.27+617.50提升方位角角(度)2511725117井筒倾角(度度)15990井筒垂深、斜斜长(mm)45.359.352.5井筒宽度(mm)净4.24.04.5掘进5.2/44.85.0/44.65.5井筒断面(mm2)净13.22212.28815.9掘进19.444/166.72218.311/166.13323.744井壁支护厚度(mmm)500/3300500/3300500支护料石砌碹料石砌碹钢筋混凝土土浇筑井 筒 装 备胶带输送机机、行人人台阶铺底、水沟沟金属梯子间间备
36、 注新掘新掘新掘(二)井底底车场及及硐室1、井底车车场原设计采用用无极绳绳连续牵牵引车梭梭车运输输,在副副斜井井井底设平平车场。平平车场直直线长为为40mm,设188m长的的存车线线。为简化运输输环节,矿矿方经多多次调研研,设计计变更为为无轨胶胶轮车运运输,并并在辅运运大巷布布置辅运运车场,长长度1441m,净净宽6.0m,在在集中辅辅运大巷巷增加两两个错车车车场。2、硐室原设计在副副斜井井井底西侧侧设有中中央水泵泵房、中中央水仓仓和管子子道,在在主斜井井井底西西侧设等等候硐室室;井下下不设煤煤仓,在在采区设设主变电电所、消消防材料料库、采采区水泵泵房和采采区主、副副水仓等等硐室。在矿井施工工
37、过程中中,结合现现场对各各硐室的的断面、支支护形式式进行优优化,形形成工程程量与原原设计不不一致,另另新增永永久避难难硐室工工程,变变更后主主要硐室室的相关关参数如如下:变更后井底底车场及及井下主主要硐室室工程量量表序号巷道及硐室室名称煤岩类别支护方式巷道长度(m)掘进体积(m3)备注1井底乘车、等等候硐室室半煤岩锚网喷514利用3#联联络巷扩扩帮起底底改造2主水泵房半煤岩/岩岩混凝土浇筑筑/锚网网喷626.55含主硐室、通通道、配配水巷、配配水井、吸吸水井、壁壁龛 3主副水仓岩/半煤岩岩锚网喷1789.4含水仓仓体体、斜巷巷、通道道、联络络巷4管子道半煤岩/岩岩料石砌碹/工字钢钢棚浇筑筑15
38、1.331087.5因该处埋深深浅,管管子道开开口在副副斜井井井口以里里2m处,其其中有331.88m段过过空区,进进行空区区处理,加加强支护护5辅助车场半煤岩锚网喷1412800.7采区胶轮车车车场6中央变电所所半煤岩/岩岩锚网喷1571.3主硐室和运运输通道道为半煤煤岩巷,回回风通道道70mm为顶板板岩巷7采区水泵房房半煤岩/岩岩混凝土浇筑筑/锚网网喷640.55含主硐室、通通道、 配配水巷、配配水井、吸吸水井、壁壁龛8采区主副水仓半煤岩/岩岩锚网喷/工工字钢棚棚浇筑4684.6含水仓仓体体、斜巷巷、通道道、联络络巷、其其中主水水仓有667.55m顶帮帮破碎,采采用架设设工字钢钢棚整体体浇
39、筑补补强支护护9避难硐室半煤岩锚网喷635政策性新增增10消防材料库库半煤岩锚网喷283.5511信号、调度度硐室半煤岩锚网喷6512医疗急救硐硐室半煤岩锚网喷6513小计229.33156311.4(三)巷道道断面和和支护形形式1、原设计计井下主主要巷道道其中:井底底车场:沿155号煤层层顶板掘掘进,净净宽5.0m,净高2.88m,锚锚喷支护护,净断断面积114.000m22,支护参参数为:选用螺螺纹钢锚锚杆,规规格为1820000mmm,三花花布置,间间排距为m,铺铺设600600mm间间距矩形形金属网网,打锚锚索补强强,排距距为30000mmm。集中胶带巷巷和胶
40、带带大巷:沿155号煤层层顶板掘掘进,净净宽4.0m,净净高2.2m,锚锚喷支护护,净断断面积88.800m2,支护护参数为为:选用用螺纹钢钢锚杆,规规格为1820000mmm,三花花布置,间间排距为m,铺铺设600600mm间间距矩形形金属网网,沿巷巷道中线线打一根根6m长锚锚索补强强,间距距30000mmm。集中中胶带巷坡坡度为3344,胶胶带大巷巷23左左右。集中辅运巷巷和辅运运大巷:沿115号煤煤层顶板板掘进,宽宽4.55m,高高2.88m,锚锚喷支护护,净断断面积112.66m2,支护护参数为为:选用用螺纹钢钢锚杆,规规格为1820000mmm,三花花布置,
41、间间排距为m,铺铺6060mmm间距距矩形金金属网,沿沿巷道中中线打一一根6mm长锚索索补强,间间距30000mmm。集集中辅助助运输巷巷坡度为为34,辅辅助运输输大巷23左左右,铺铺设300kg/m钢轨轨。总回风大巷巷、集中中回风大大巷和回回风大巷巷:沿115号煤煤层顶板板掘进,宽宽4.55m,高高2.22m,锚锚喷支护护,净断断面积99.9mm2,支护护参数为为:选用用螺纹钢钢锚杆,规规格为1820000mmm,三花花布置,间间排距为m,铺铺6060mmm间距距矩形金金属网,沿沿巷道中中线打一一根6mm长锚索索补强,间间距30000mmm
42、。工作面运输输顺槽和和回风顺顺槽均为为矩形断断面,锚锚网支护护:沿115号煤煤层顶板板掘进,净净宽4.0m,高高2.22m,锚锚网支护护,净断断面积88.800m2,支护护参数为为:选用用圆钢锚锚杆,规规格为1618000mmm,三花花布置,间间排距为为12000115000mm,铺铺设600600mm间间距矩形形金属网网。工作面切眼眼净宽66.0mm,高2.2m,锚锚网支护护,净断断面积113.220m22,支护参参数为:顶锚杆杆为220220000mm螺螺纹钢锚锚杆,间间排距为为900010000mmm,铺铺设600600mm间间距矩形形金属网网;帮锚锚杆采用用为118118000mm的的
43、树脂锚锚杆,间间排距为为800010000mmm。其它巷道和和硐室也也均为矩矩形断面面,支护护形式为为锚喷。2、主要变变更原因因矿方在主主要巷道道掘进中中按“多多做煤巷巷”的原原则沿煤煤层顶板板掘进,受受巷道起起伏影响响,所形形成的井井巷起伏伏较大,不不利于原原设计的的轨道运运输,同同时也增增加了二二次起底底压顶改改造工程程。在矿井施施工设计计过程中中结合现现场对主主要巷道道、硐室室的断面面、支护护形式进进行优化化,同时时结合山山西煤炭炭运销集集团科学学技术研研究有限限公司编编写的山山西煤炭炭运销集集团惠阳阳煤业有有限公司司巷道锚锚固支护护方案设设计研究究对巷巷道支护护参数进进行调整整,同时时
44、进行专专题论证证。3、变更后后井下主主要巷道道其中:辅运运车场:沿155号煤层层顶板掘掘进,锚锚喷支护护,净宽宽6.00m,净高2.885m,净净断面积积17.10mm2,铺底2550mmm。支护护参数为为:顶锚锚杆选用用22220000mmm高强强度螺纹纹钢锚杆杆,间、排排距90009900mmm;帮帮锚杆选选用118224000mm高高强度螺螺纹钢锚锚杆,间间、排距距90009000mmm;铺设设6060mmm间距距矩形金金属网,采采用117.8853300mmm型锚锚索补强强,间排排距为11350018800mmm。集中胶带巷巷,锚喷(局局部混凝凝土浇筑筑和工字字钢棚)支支护,净净宽4.
45、0m,净高2. 5mm,净断断面积110.000m22。支护护参数为为:顶锚锚杆选用用22220000mmm高强强度螺纹纹钢锚杆杆,间、排排距1220012000mmm;帮锚锚杆选用用18824400mmm高强强度螺纹纹钢锚杆杆,间、排排距1000012000mmm;铺设设6060mmm间距距矩形金金属网,采采用117.8853300mmm型锚锚索补强强,间排排距为22000024400mmm。集中辅运巷巷,锚喷(局局部混凝凝土浇筑筑和工字字钢棚)支支护,净净宽4.5m,净高2. 855m,净净断面积积12.83mm2,铺底2550mmm。支护护参数为为:顶锚锚杆选用用22220000mmm高
46、强强度螺纹纹钢锚杆杆,间、排排距1000010000mmm;帮锚锚杆选用用18824400mmm高强强度螺纹纹钢锚杆杆,间、排排距9000110000mm;铺设660660mmm间距矩矩形金属属网,采采用117.8853300mmm型锚锚索补强强,间排排距为22700020000mmm。胶带大巷:锚喷支支护,净净宽4.0m,净净高2.5m,净净断面积积10.00mm2。支护护参数为为:顶锚锚杆选用用22220000mmm高强强度螺纹纹钢锚杆杆,间、排排距1220012000mmm;帮锚锚杆选用用18824400mmm高强强度螺纹纹钢锚杆杆,间、排排距1000012000mmm;铺设设6060m
47、mm间距距矩形金金属网,采采用117.8853300mmm型锚锚索补强强,间排排距为22000024400mmm。辅助运输巷巷:沿115号煤煤层顶板板掘进,锚锚喷支护护,宽44.5mm,高2.85mm,净断面面积122.833m2,铺底底2000mm。支支护参数数为:顶顶锚杆选选用222220000mm高高强度螺螺纹钢锚锚杆,间间、排距距10000110000mm;帮锚杆杆选用1824000mmm高强度度螺纹钢钢锚杆,间间、排距距900010000mmm;铺铺设600600mm间间距矩形形金属网网,采用用177.853000mmm型锚索索补强,间间排距为为27000220000mm。总回风大巷
48、巷、集中中回风大大巷和回回风大巷巷:锚喷喷支护,宽宽4.55m,高高2.66m,净净断面积积11.70mm2,支护护参数为为:顶锚锚杆选用用22220000mmm高强强度螺纹纹钢锚杆杆,间、排排距1000010000mmm;帮锚锚杆选用用18824400mmm高强强度螺纹纹钢锚杆杆,间、排排距1000010000mmm;铺设设6060mmm间距距矩形金金属网,采采用117.8853300mmm型锚锚索补强强,总回回风大巷巷、集中中回风大大巷锚索索间排距距为2770020000mmm,回风风大巷单单排布置置,排距距20000mmm。运输顺槽和和回风顺顺槽均为为矩形断断面,锚锚网支护护:净宽宽4.
49、11m,高高2.66m,净净断面积积10.66mm2,支护护参数为为:顶锚锚杆选用用22220000mmm高强强度螺纹纹钢锚杆杆,间、排排距1220012000mmm;帮锚锚杆选用用18824400mmm高强强度螺纹纹钢锚杆杆(回采采帮采用用玻璃钢钢锚杆),间间、排距距12000112000mm;铺设660660mmm间距矩矩形金属属网(回回采帮采采用间距距相同的的尼龙网网);采采用117.8853300mmm型锚锚索补强强,单排排布置,排排距24400mmm。工作面切眼眼宽6.5m,高2.6m,锚锚网支护护,净断断面积116.990m2,支护护参数为为:顶锚锚杆选用用22220000mmm高
50、强强度螺纹纹钢锚杆杆,间、排排距为11000012200mmm;帮帮锚杆采采用为1824000mmm的玻璃璃钢锚杆杆,间排排距为11000012200mmm;铺铺设600600mm间间距矩形形金属网网,采用用177.853000mmm型锚索索补强,三三排布置置,间、排排距为22000024400mmm,中中部另加加设单体体支柱补补强。变更后主要要巷道断断面特征征详见断断面图册册。(四)移交交生产时时的井巷巷工程量量及掘进进率1、原设计计矿井移移交生产产时,井井巷工程程量为半半煤岩巷巷71004m,岩岩巷5336m,井井巷合计计77221m,掘进总总体积7755995.66m3,硐室体体积399
51、20mm3,矿井井万吨掘掘进率为为1711.6mm。2、变更原原因 eq oac(,1)因因该矿在在首采面面151101运运输顺槽槽掘进至至8811m处时时,揭露露走向东东西走向向F3正正断层(倾倾角166,H=20mm)。根根据现场场施工及及取芯显显示,经经多方论论证研究究,考虑虑断层周周围顶板板岩层强强度低、自自稳能力力差,节节理裂隙隙发育,在在采掘过过程中易易发生顶顶板事故故,可避避让该断断层进行行开切眼眼。本次次变更为为在运输输顺槽8871 m处开开切眼;原设计计运输顺顺槽10058mm变更后后调整为为8711m;原原设计回回风顺槽槽10887m变变更后调调整为9901mm。 eq o
52、ac(,2)受受建设工工期到期期及该矿矿集团、市市、县公公司20014年年的工作作目标要要求影响响,该矿矿在7月应进进入联合合试运行行,但矿矿建工程程中三条条采区大大巷均未未按原设设计工程程量完工工。因现现已形成成的采区区大巷工工程可满满足1551033接替工工作面正正常的掘掘进使用用,设计计认为可可以变更更,即将将原设计计辅运大大巷7884m变变更后调调整为4414mm;胶带带大巷8857mm变更后后调整为为3744m;回回风大巷巷8533m变更更后调整整为3444m。3、变更后后矿井移移交生产产时,井井巷工程程总长度度67446m,掘进总总体积9990117m3,其中硐室室体积115633
53、1.44 m33,万吨吨掘进率率1499.9mm。4、设计变变更前后后的工程程量对照照表:顺序名称原设计设计变更后后变更原因巷道长度(mm)掘进体积(mm3)巷道长度(mm)掘进体积(mm3)1井筒工程1983375.5157.113372.3结合实际井井筒的实实际落底底高度和和支护材材料就地地取材,变变更了井井筒长度度及支护护形式,变变更了掘掘进工程程量。2井底车场及及主要硐硐室工程程3603920229.33156311.4在矿井施工工过程中中结合现现场对巷巷道硐室室的断面面、支护护形式进进行优化化,增加加工程量量与原设设计不一一致,另另新增永永久避难难硐室工工程。3主要运输、回回风巷道道
54、4593454700.72685.6357199该矿在掘进进主要运运输、回回风巷道道过程中中受构造造影响,沿沿煤层顶顶板掘成成V型巷巷道,坡坡度达117并并结合钻钻孔揭露露底板标标高,按按-133下山山揭煤,造造成二次次起底压压顶工程程4采区工程23002116003674442944.3原设计只设设计1551011首采面面回采巷巷道工程程,将采采区巷道道及硐室室到工程程量放置置在本部部分中,另另增加移移变泵站站硐室和和临时避避难硐室室工程量量合 计计7721755955.66746990177八、采、掘掘设备变变更(一)综采采设备 1、原原设计工工作面采采煤、装装煤、运运煤方式式及设备备选型
55、序号设备名称规格型号功率电压数量1采煤机MG1355/3220-WW320kWW1140VV1台2工作面输送送机SGZ-6630/220021100kW1140VV1部3液压支架ZZ50000/116/22884架(22架备用用)4转载机SZB6330/77575kW1140/6600V1台5带式输送机机SSJ-8800/2555255kkW660V1部6喷雾泵站PB2500/5.530kW1140/6600V2台7乳化液泵站站BRW-2200/31.5125kWW1140/6600V2台8单体柱DZ2525/10001509型钢梁3.6m10010调度绞车JD-111.4kkW660V1部1
56、1无极绳绞车车SQ-50055 kWW660V1部12小水泵KWQB2205.5KWW660V2台13回柱绞车JH-14415kW660V2部14移变KBSGZZY-88001140VV/100kV1台2、变更后后工作面面采煤、装装煤、运运煤方式式及设备备选型,变更原原因(1)采煤煤机变更更根据该矿井井15号号煤层的的赋存状状况和井井田开拓拓特征,结结合矿井井设计规规模和晋晋城地区区综采开开采155号煤层层的成功功经验,选选用较先先进的机机载交流流变频调调速、装装备设备备运行状状态监控控、检测测及有关关参数中中文显示示,具备备完善的的保护及及故障诊诊断、记记忆功能能的电牵牵引采煤煤机。变更对采
57、煤煤机重新新选型,选选用采煤煤机为:MG1160/3900-WDD型电牵牵引采煤煤机,其其主要技技术参数数见下表表: 变更后MMG1660/3390-WD型型采煤机机主要技技术参数数采高1.333.0mm电动机功率21600kW、22300kW、111kWW适应煤质硬硬度f3.55煤层倾角35台数2+2+11截深630mmm电压1140VV滚筒直径1.4m喷雾灭尘方方式内外喷雾牵引方式电牵引牵引力350 kkN滚筒转速40r/mmin牵引速度06m/minn 摇臂长度1700mmm摇臂摆动中中心距5169mmm总重27t机面高度1100mmm制造厂卧底量193mmm(2)液压压支架变变更为加强
58、顶板板管理增增大支架架的支护护阻力,变变更采用用ZZ880000/166/300和ZZZG80000/16/30型型过渡液液压支架架,支架架中心距距为1.5m,支支架工作作阻力880000 kNN,泵站站压力为为31.5Mppa。工工作面最最小控顶顶距:441377+3000=444377mm,最最大控顶顶距:441377+3000+550377=57790mmm。ZZ80000/116/330和ZZZG880000/166/300型液压压支架说说明详见见下表:项目单位中部支架及及过渡支支架架型ZZ80000/116/330支架高度mm1600-30000支架宽度mm1500支架顶梁长长度mm
59、4137支架中心距距mm1500初撑力kN6158工作阻力kN8000支护强度MPa0.941.002对底板比压压MPa2.48泵站压力MPa31.5操作方式邻架操作运输尺寸489014220114000重量t20(3)转载载机变更更原设计桥式式转载机机选用:SZBB-6330/775型,矿矿井购置置桥式转转载机为为SZBB6300/1110型,输输送能力力不变。SSZB6630/1100型参数数如下:型号出厂长度(mm)输送能力(tt/h)电机功率(kkW)电压等级(VV)备 注SZB6330/111025600110660/111400(4)工作作面可伸伸缩带式式输送机机型号变变更原设计选
60、用用可伸缩缩带式输输送机为为: SSSJ-8000/255型型,其主主要技术术参数见见下表:型 号号输送能力(tt/h)输送长度(mm)带速(m/s)带宽(mmm)电机功率(kkW)电压等级(VV)SSJ-8800/255525010002800255380/6660设计变更选选用DSSJ800型可伸伸缩带式式输送机机与原设设计的型型号不同同,参数数相同,其其主要技技术参数数见下表表:型 号号输送能力(tt/h)输送长度(mm)带速(m/s)带宽(mm)电机功率(kkW)电压等级(VV)DSJ8002008002800290660(5)喷雾雾泵变更更原设计选择择PB2250/5.55型喷雾雾泵
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