寿阳亨元煤业有限公司资源整合初步设计说明书-2

一、设计的依据二、设计的指导思想三、设计的特点五、主要技术经济指标六、存在的主要问题及建议第一章井田概况、地质特征及兼并重组前各矿情况第一节井田概况一、位置与交通二、地形与地貌三、河流四、气象五、地震六、矿藏资源有煤、铝矾土、铁、锰、石膏、石灰石、粘土等寿阳县矿藏丰富，主要有煤、铁、矾石、石膏、耐火粘土等。其中煤的储量约280亿吨。工业有煤炭、钢铁、化工、电力、机器制造、纺织、食品、维修、建筑器材等粮食作物以谷子、玉米、高粱、豆类为大宗，经济作物以蔬菜、油料、瓜类为主。林区以双风山、罕山、牙山为主，仅罕山、方山两个林区面积就达30万亩，树种以松、杨、桦、柳、槐为主。经济林以梨、苹果、核桃、枣为主。七、矿区开发史及周边小窑情况八、电源、水源及通信情况第二节兼并重组前矿井情况矿井供电为双回路供电，分别引自寿阳县独壁变电站和寿阳县变电站，10kV直接入井；全矿井供电总容量7225kVA，其中：①主井区地面设500kVA变压器1台，负担主提升、地面生产系统、干选系统、照明、采暖等生产生活用电；②副井区地面设有200kVA变压器1台，负担放料绞车、坑木加工、采暖、照明等辅助生产生活用电；③风井区设500kVA变压器2台，负担主要通风机及瓦斯抽放泵站用电，315kVA变压器1台，负担风井区空压机供电；④井下中央变电室设2台800kVA变压器，负担井下排水、934大巷运输、辅助运输、监测监控及附近照明等设备用电；⑤Ⅱ采区配电室设630kVA变压器1台，负担Ⅱ采区采掘、排水、运输等设备用电；⑥Ⅱ采区配电室设200kVA变压器2台，为Ⅱ采区局部通风专用变压器；⑦Ⅱ采区综掘工作面配设500kVA移动变压器1台，负担综掘工作面掘进机与掘进其它设备的用电；综采工作面配设1000kVA与500kVA移动变压器各1台，负担综采工作面采煤机、转载输送机、刮板输送机、带式输送机、调度绞车、乳化泵站及注氮机等机电第二章兼并重组的条件第一节资源条件成。厚780m，与下伏寒武系整合接触，成一般厚15～58m，与下伏地以灰色中一细粒石英砂岩、灰黑色砂质泥岩及3～4层灰岩、4～14层煤层组成。底部有2～5m厚石英砂岩(晋祠砂岩K1)为与本溪组的分中一细粒岩屑石英砂岩，是山西组与太原组的分界标志。本组厚度一般为26～70m，与下伏地黄色、黄绿色、灰绿色砂质泥岩，石英杂砂岩，底部夹2～3层煤线及炭质泥岩，底部K8砂岩为与山西组的分界砂岩。顶部有一层黄绿色、浅灰紫色铝质泥岩，俗名“桃花泥岩”，厚1～5m，全区稳定，可作为上、下石盒子组分界的辅助标志层。本组厚度一般为较顶部为泥岩，夹2～3层较稳定钙质结核层和为厚600m左右的一套单一的红色细粒长石石英砂岩，中下部夹不稳定的薄结核，夹古土壤及砂砾透镜体。下部为棕红色，红色粘土夹基岩碎屑。一般厚度为般厚度为0～30m，与下伏地层呈不整合接触。21.04第二节外部条件第三章井田开拓第一节井田境界及资源/储量（1）矿井工业资源/储量=111b+122b+2S11+2S22+333k式中：K——可信度系数，根据本矿井地质构造简单、煤层赋有稳定的特征，K值取0.85。（2）矿井设计资源/储量计算矿井设计资源/储量=矿井工业资源/储量-永久煤柱损失永久煤柱损失包括井田境界，已有的地面建(构)筑物、村庄、断层煤柱、河流煤柱、铁路煤柱等永久性煤柱损失。井田东边界及南边界附近有四个村庄，井田西边界有石门村，设计均按留设煤柱考虑加以保护。贯通井田南北的东湾地方铁路按留设煤柱加以保护。（3）矿井设计可采储量矿井设计可采储量按下式计算：Zk=(Zs-p)·C式中：Zk——矿井设计可采储量，kt；Zs——矿井设计资源/储量，kt；P——开采时需留设煤柱损失量的总和。开采时需留设的煤柱有：工业场地及风井场地、采区边界、采空区、开拓大巷等主要巷道需留设的保护煤柱。C—采区回采率。根据《煤炭工业矿井设计规范》，3号、6号、8号、15号、15下号煤层取80%。工业场地、风井场地、地面村庄、已有的建(构)筑物地面范围按其实际占用范围并考虑其保护等级的围护带宽度而圈定，工业场地保护等级为Ⅱ级围护带宽度按15m留设、井筒保护等级为Ⅰ级围护带宽度按20m留设，保护煤柱范围计算方法为：松散层及基岩厚度参照邻近钻孔资料及实际揭露的资料而确定，松散层地层移动角取45°，基岩地层移动角走向取72°，上山取72°，下山取72-0.6α。经计算，矿井工业资源/储量为86.15Mt；设计资源/储量为66.43Mt；设计可采资源/储量为39.86Mt。详见表3.1-3。表3.1-3矿井设计可采资源/储量表单位：Mt煤层号工业

资源/储量永久煤柱损失设计

资源/储量开采煤柱损失开采损失设计可采资源/储量井田境界村庄采区边界断层/陷落柱其他

(含铁路)小计井筒及大巷工业场地小计合计36.5013.820.560.861.420.481.9269.550.251.303.116.440.610.951.560.983.91811.600.250.950.009.100.520.801.321.566.2398.640.250.410.070.080.781.587.060.370.570.941.224.901518.400.241.4093.3215.091.272.8515下31.410.612.026.4924.932.834.407.233.5414.16合计86.151.418.331.011.207.7719.7166.436.1510.4516.619.9739.86第二节矿井设计生产能力及服务年限第三节井田开拓第四节井筒井筒名称主斜井副斜井回风立井西安80系井口坐标X(m)4207509.6504208098.4094207354.776Y(m)19690495.44519689901.35419690645.560北京54系井口坐标X(m)4207557.441Y(m)19690565.323井口标高(m)+1120.009+1117.000+1120落底标高(m)+835.000+850.0+875.0井筒方位角0°318°21′04″90°井筒倾角30°7°90°井筒长度(m)580.62190.9245井筒净断面(m2)10.7019.8823.75净宽或净径(m)4.25.05.5支护方式表土/厚度料石/400mm钢筋碹/500mm混凝土碹/600mm基岩/厚度料石/400mm锚网喷/100mm锚网喷/450mm井筒用途煤炭提升、进风兼安全出口辅助运输、进风兼安全出口专用回风兼安全出口井筒装备装备1000mm的胶带机采用无轨胶轮车装备梯子间备注利用现有并延伸至下组新开凿新开凿说明：上煤组水平标高为+950m，下煤组水平标高为+850m第五节井底硐室第四章大巷运输及设备第一节运输方式的选择第二节辅助运输设备第三节大巷煤炭运输设备选型传动滚筒轴逆止力矩计算：M=K（q×H×g-(q+2q0+q1+q2)×ω×Lh×g）×D/2=5357.06Nm(K=2.0,D=1m,Lh=1166m,ω=0.012,H=35m)第五章采区布置及装备第一节采煤方法（一）基本条件据煤矿2008年5月20日由山西煤矿矿用安全产品检验中心检测的6、8号煤样，结果是6、8号煤层均有爆炸性。井田属地温、地压正常区。综上所述，井田煤层条件和开采技术条件良好，矿井比较适合于综合机械化开采。(二)采煤方法的选择及其依据根据井田煤层条件和开采技术条件，结合矿井设计能力，确定矿井采用长壁综采一次采全高采煤法，顶板采用全部垮落法管理。矿井以一个生产采区、一个综采工作面保证矿井设计生产能力。工作面主要机械设备选型见表5.1—1。表5.1—1综采工作面主要设备表1、工作面顶板管理方式根据确定的综采采煤方法，工作面顶板采用全部垮落法管理。最大控顶距为4.80m，最小控顶距为4.20m。2、工作面支架选型根据矿方提供的资料及矿压条件，设计采用“老顶周期来压步距法”和“估算法”计算液压支架工作阻力。A、老顶周期来压步距法P=(－3.6+5.8M+1.4L2+3.6Lm)·F式中：P——预计液压支架设计工作阻力，t/架；M——煤层机采高度，取1.65m；L2——实测老顶周期来压步距，取20m;Lm——控顶距，取4.5m；F——支架支护面积，取6.75m2。 则：P=(－3.6+5.8×1.65+1.4×20+3.6×4.5)·6.75=338.65t/架=3318.75kN/架B、估算法P=(6～8)×9.8SγMcosα式中：P——预计液压支架设计工作阻力，kN/架；S——支架支护的顶板面积，m2；γ——顶板岩石视密度，2.5t/m3；M——采高，取1.65m；α——煤层倾角，取10°。则：P=8×9.8×6.75×2.5×1.65×cos10=2149.78kN/架设计根据上述计算的液压支架工作阻力，8号煤层综采工作面液压支架初选ZY3200/12/24型液压支架，支撑高度1.2～2.4m，工作阻力3200kN。支架自带煤帮侧护板。工作面超前20m采用DZ25型单体液压支柱配HDL－4300型Π型钢梁支护。选用ZYG3200/12/24型液压支架，共4架，合计4架。工作阻力3200kN，支护高度1.2～2.4m，支架整体重量12.1tDL－4300型Π型钢梁支护。3、支架及数量工作面液压支架架间距为1.5m，合计100架，加10%备用10架，共计110架。根据工作面单产能力及相应的其它掘运支配套条件，设计确定以一个生产采区，一个综采工作面，一个大巷综掘工作面，两个顺槽综掘工作面保证矿井0.90Mt/a的设计生产能力。1、回采工作面长度的确定根据本井田6号、8号煤层赋存条件，结合矿井煤层开采技术、生产管理技术水平、设计生产能力，综采设备性能、合理的回采工作面年推进度等因素综合考虑，设计确定8号煤层回采工作面长度为150.0m。2、采煤工作面采高井田内8号煤层煤层厚度1.06-2.30m，平均1.65m，依据8号煤层厚度和选定的液压支架架型，设计确定采煤机割煤高度为1.65m。3、回采工作面年推进度根据开采煤层厚度、采煤方法、采煤机切割速度、回采工作面长度、回采工作面产量要求、开机率等计算，每天8号煤层需完成14个循环，循环进度为0.6m，日进度均为14×0.6=8.4m；根据矿井工作制度，按每年330d计算，则回采工作面年推进度8号煤层为330×8.4×0.9=2494.8m。4、采煤工作面生产能力矿井移交生产和达到设计生产能力时，在8号煤层布置一个综采工作面，在8号煤层布置一个大巷综掘工作面，两个顺槽综掘工作面保证矿井设计能力和正常生产接替。矿井实际生产能力即为回采工作面生产能力和掘进工作面掘进煤量之和。（1）回采工作面生产能力计算回采工作面生产能力按下式计算：A=L·l·m·r·c式中：A——工作面年产量，t；L——工作面年推进度，m；l——工作面长度，m；m——工作面采高，m；r——煤的容重，t/m３，根据地质报告，8号煤层容重为1.36t/m3；c——工作面回采率，取0.97。工作面设计年推进度8号煤层为2494.8m，8号煤层工作面生产能力按纯煤厚度1.65m进行计算，则：A8号采=1.65×150×2494.8×1.36×0.97=814557t/a)=0.82Mt/aA采=0.82Mt/a（2）掘进煤量计算井下回采巷道均采沿煤层掘进，故掘进煤量按回采煤量的10%计算，则掘进煤量为：A掘=0.82×10%≈0.08(Mt/a)（3）矿井产量计算全矿井产量为：A矿=A采+A掘=0.82+0.08=90.00(Mt/a)符合矿井0.90Mt/a设计生产能力的要求。第二节采区布置矿井移交生产和达到设计生产能力时，设计以一个采区保证矿井的设计生产能力，8号煤层东二采区布置在+950m水平。矿井达到设计生产能力时，8号煤层共布置一个一次采全高综采工作面。根据推荐的井田开拓方案，8号煤层东二采区布置在+950m水平。+950m水平东二采区共布置东辅运巷、东胶带巷、东回风巷三条平行巷道，均为利用已有巷道。其中东辅运巷、东回风巷均沿6号煤层底板布置，东胶带沿8号煤层底板布置，且东胶带巷与东回风巷重叠布置，大巷间距为30m，大巷两侧各留设30.0m的保护煤柱。开采8号煤层时，由于矿井瓦斯较高，为满足通风要求，回采工作面胶带顺槽、辅运顺槽和瓦斯抽放巷采用“三顺槽”沿开采煤层布置。回采工作面辅运顺槽通过绕道与东辅运巷相联；胶带顺槽与东胶带巷直接连接，胶带输送机直接搭接，同时通过绕道与东辅运巷相联；辅运顺槽和瓦斯抽放巷与东回风巷直接联接。采区内回采工作面均采用前进式开采，回采工作面内采用后退式开采。采区巷道布置详见图5.2—1、5.2—2。1、采区煤流系统回采工作面采煤机落煤、装煤→可弯曲刮板输送机→顺槽破碎机→顺槽转载机→顺槽可伸缩胶带机、掘进工作面可伸缩胶带输送机→东胶带巷胶带输送机→井底煤仓→主斜井胶带输送机→地面生产系统。2、辅助运输系统副斜井→西辅运巷→东辅运巷→回采工作面辅运顺槽、掘进工作面→回采工作面。3、通风系统主斜井、副斜井→东辅运巷、东胶带巷→工作面胶带顺槽→回采工作面→工作面辅运顺槽、瓦斯抽放巷→东回风巷→回风立井→地面。4、排水系统回采工作面顺槽、掘进工作面→东胶带巷→井底水仓→主斜井排水管路→地面井下水处理站。矿井移交生产和达到设计生产能力时，设计以一个采区保证矿井的设计生产能力。矿井达到设计生产能力时，在8号煤层东二采区内共布置一个综采工作面，一个半煤岩大巷综掘工作面，两个顺槽综掘工作面，同时在8号煤层东一采区布置一个瓦斯预抽工作面，达产时采区工作面特征见表5..2—1。表5.2—1达到设计能力时采区工作面特征表第三节巷道掘进开拓大巷均采用矩形断面，树脂锚杆与喷射砼支护方式(局部破碎地段喷射砼加金属网或增加锚索支护相结合的支护方式)；各联络巷采用矩形断面，支护方式为锚喷；工作面顺槽断面形式为矩形断面，顶板采用锚网加锚索支护，两帮采用锚杆支护方式，局部地段顶板破碎时采用增加锚索加钢带支护方式。全矿井共配备三个综掘工作面，其中8号煤层布置一个半煤岩大巷综掘工作面(大巷掘进)，两个半煤岩顺槽综掘工作面（顺槽掘进）。1、半煤岩大巷综掘工作面主要设备配备为：EBZ-160综掘机（利用已有）、JZP-100A转载机、SSG1000/125可伸缩胶带输送机、FBDY№6/2×22局部扇风机、MQT-13型锚杆机、PZ-5B型混凝土喷射机以及除尘器、探水钻机、小水泵等设备。2、半煤岩胶带顺槽综掘工作面主要设备配备为：EBZ120CJ综掘机（利用已有）、JZP-100A转载机、SPJ-800可伸缩胶带输送机、FBDY№5.0/2×18.5局部扇风机、MQT-13型锚杆机以及除尘器、探水钻机、小水泵等设备。矿井生产时共布置一个综采工作面，一个半煤岩大巷综掘工作面(大巷掘进)，两个半煤岩顺槽综掘工作面（顺槽掘进），矿井生产时的采掘比为1：3。根据目前国内掘进设备的性能参照目前大部分矿井的实际进度指标，结合本矿井的采掘比例关系、回采工作面的年推进度及本矿井的生产技术管理水平，确定综掘工作面回采顺槽月掘进指标为400.0m/月，开拓大巷普掘工作面月掘进进度指标为150.0m/月。矿井辅运大巷、胶带大巷沿8号煤层底板掘进，回风大巷沿6号煤层顶板布置，回采工作面顺槽及联络巷均沿开采煤层布置，巷道掘进基本均为半煤岩掘进，预计矿井掘进中的矸石量为10.0kt/a，其它地点矸石量约为75.0kt/a，矿井的矸石总量预计为85.0kt/a。矿井移交生产时的井巷工程总量为7764.5m，掘进总体积147551.3m3，万吨掘进率为86.3m、万吨掘进体积1639.5m3。矿井移交时的井巷工程量详见表5.3—1。表5.3—1井巷工程量汇总表序号项目长度(m)掘进体积（m3）岩巷半煤岩煤巷小计巷道硐室小计1井筒3016.483016.558806.358806.32井底硐室72364.0436.08335.67200.015535.63主要运输巷及回风巷801021.01101.024432.124432.14采区3061.01503211.048777.448777.45合计3168.484446.0150.07764.5140351.37200.0147551.3第六章矿井通风与安全第一节矿井通风条件概况21.04煤炭科学研究总院沈阳研究院第二节瓦斯预测及抽放第三节矿井通风量预测报告》和煤炭科学研究总院沈阳研究院瓦斯抽采率按50%计算，则8号煤层的回采面的风排瓦斯抽采量为回采面瓦斯涌出为21.62m3/min，6号煤层掘进工作面的总风排瓦斯量为1.69m3/min，8号煤层掘进工作面的总风排瓦斯量为1.50m3/min。采取瓦斯抽采措施后矿井瓦斯涌出情况：掘进面瓦斯不予抽放，掘进工作面需要风排瓦斯稀释量：q掘＝1.69m3/min；掘进面瓦斯不予抽放，一个掘进工作面需要风排瓦斯稀释量：q掘＝1.69m3/min；1.矿井风量计算采煤工作面风速验算总上所述，取最大计算值，并经风速校验，确定采煤工作面需风量为25m3/s。A.大巷联络巷等地点：4m3/sB.防爆无轨胶轮车需要风量的计算表6.3―2矿井通风容易时期风压计算表序号名称支护形式摩阻系数akg·s2/m4周长Pm长度Lm断面Sm2S3m3RkuQm3/sQ2hmmH2OVm/s备注1副斜井混凝土砌碹0.003516.861429.219.887856.86230.010710010000107.345.032西辅运巷锚喷支护0.001218339208000.00000.00098368896.314.153东辅运巷锚喷支护0.001218669208000.00000.001883688912.444.154胶带顺槽锚网支护0.001415.667914.723189.50600.0046256252.911.705工作面液压支架0.004514.31509.08748.61330.0129256258.062.756辅运顺槽锚网支护0.00121669315.363623.87870.0037101000.370.657东回风巷锚喷支护0.001218340208000.00000.00096339693.643.158东回风巷锚喷支护0.001218333208000.00000.00091161345612.105.809回风联络巷锚喷支护0.001218122208000.00000.0003116134564.435.8010回风立井锚喷支护0.000417.317023.7613413.41340.0001140196001.725.8911摩擦阻力159.3212局部阻力(15%)23.9013合计183.211795.49Pa表6.3―2矿井通风困难时期风压计算表序号名称支护形式摩阻系数akg·s2/m4周长Pm长度Lm断面Sm2S3m3RkuQm3/sQ2hmmH2OVm/s备注1副斜井混凝土砌碹0.003516.861429.219.887856.86230.010710010000107.345.032西辅运巷锚喷支护0.001218339208000.00000.00098368896.314.153东辅运巷锚喷支护0.001218637208000.00000.001783688911.854.154东二辅运巷锚喷支护0.0012181026208000.00000.002877592916.423.855东二辅运巷锚喷支护0.001218190208000.00000.00055732491.672.856胶带顺槽锚网支护0.001415.688014.723189.50600.0060256253.771.707工作面液压支架0.004514.31509.08748.61330.0129256258.062.758辅运顺槽锚网支护0.00121688015.363623.87870.0047101000.470.659东二回风巷锚喷支护0.001218190208000.00000.00058368893.534.1510东二回风巷锚喷支护0.001218876208000.00000.00241161345631.835.8011东回风巷锚喷支护0.001218513208000.00000.00141161345618.645.8012回风联络巷锚喷支护0.001218122208000.00000.0003116134564.435.8013回风立井锚喷支护0.000417.317023.7613413.41340.0001140196001.725.8914摩擦阻力216.0315局部阻力(15%)32.4016合计248.432434.63Pa第四节预防瓦斯和煤尘爆炸的措施第五节预防井下火灾的措施和工艺第六节粉尘的综合防治用水槽，其型号为GS40—4A，每个水槽规格：上平面尺寸(mm)(长×宽)570×390，下平台尺寸(mm)(长×宽)510×350，净高(mm)210，设计水量40L；辅助隔爆棚设计采用水袋，其型号为GBSD—40，每个水袋规格：长×宽×高(mm)600×400×250，设计水量40L。第七节预防井下水灾的措施为预防工作面推进时，塌陷裂隙沟通积水体造成工作面突发性水患事故，在顺槽巷道掘进及回采过程中必须对上部及前方区域积水情况进行探测疏放。向上、向前施工穿层钻孔，探明上部及前方区域煤岩层积水情况，并及时进行疏排。回采工作面配备MYZ-150型探水钻机2台，KWQ-50-160排水泵4台；掘进顺槽配备MYZ-150型探水钻机3台，KWQ-50-160排水泵7台；在顺槽及采区巷道均设置了标准水窝，敷设了排水管路2趟，将工作面涌水直接排入井底主水仓，能够满足排水要求。每个掘进工作面均配备了MYZ-150型探水钻机1台和KWQ-50-160排水泵2-3台，基本能够满足矿井探放水要求。在生产过程中要严格执行“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采”的探放水原则。采掘工作面或其它地点出现挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板淋水加大、顶板来压，底鼓起或产生裂隙出现渗水、水色发浑、有臭味等突水预兆时，必须停止作业，采取措施，立即报告调度室，发出警报，撤出受水威胁地点的人员。探水或接近积水地区掘进前或排放被淹井巷的积水前，必须编制探放水设计，并采取防止瓦斯和其他有害气体危害等安全措施。探放水设计技术要求及安全措施如下：（1）掘进队组应在轨道巷打钻位置施工钻机峒室3.0×3.0×3.0m。（2）排水系统：在胶带顺槽巷、辅运顺槽分别铺设两趟管径为108mm排水管路，并在钻孔附近安设两台不小于30m3/h的水泵，满足排水需要。（3）钻探施工前，必须在孔口安设安全套管，当下入安全套管后，应进行耐压试验，耐压强度要大于预计水压。（4）钻探施工时，必须准确确定钻孔位置、方位、倾角、孔深、终孔见空情况，认真做好原始记录。（5）在施工过程中应加强钻场顶板、煤帮支护和有毒有害气体监测监控工作，确保钻探施工安全进行。（6）钻进时，发现煤岩松软、片帮、来压或钻孔中的水压、水量突然增大，以及有顶钻等异状时，必须停止钻进，但不得拔出钻杆，现场负责人员应立即向矿调度室报告，并派人监测水情。如果发现情况危急时，必须立即撤出所有受水威胁地区的人员，然后采取措施，进行处理。（7）在探放水钻孔施工中水泵工必须坚守岗位，在疏排水期间，要加强排水工作，严禁堵孔，并做好排水记录，遇钻孔出水量发生变化，要及时汇报矿调度。（8）在确认放完采空积水后，要及时用水泥、木楔等材料封闭钻孔，防止瓦斯溢出。（9）探水钻孔附近安设联络电话，遇有水情变化及时向矿调度室汇报。第八节顶板事故的防治措施工作面强行通过陷落柱时，要采取一些特殊的处理措施，包括控制爆破、采煤机清矸等方法。在工作面陷落柱范围内降低采高，所降低的高度以工作面能通过的最小高度为限，做到既减少采矸量又不会使支架被压死。陷落柱地段与工作面正常地段之间，保持一段采高逐渐变化的长度，以使支架和输送机能够适应；陷落柱两侧的工作面正常地段，可提前移架；陷落柱范围内适当滞后移架，以防漏矸。采煤机清矸时，应采取小步距、多循环的方法，以减少顶板暴露面积。第九节机电设备管理第十节安全仪表及避险系统表6.10-1矿井安全仪器仪表配备表序号位置号设备名称技术特征单位数量备注一矿井通风安全设备器材装备(一)矿井通风检测2高中速风表AFC-121个43微速风表DFA-3个24秒表块85通风干湿表DWHJ2个1自动记录6干湿温度计DHM1个5手摇、风扇式7空盒气压计DYM3个48双管水银压力表DYB3支29U型倾斜压差计AFJ-150台410补偿式微压计BEY-250台311矿井通风多参数检测仪JFY台312皮托管AEP系列台8(二)矿井瓦斯及其它气体检测1光学瓦斯检定器GWJ-1A台1002光学瓦斯检定器GWJ-2台43瓦斯检定器校正仪GJX-2台24便携式瓦斯检测报警仪AZJ-91台1005充电器CDQ-91台506瓦斯、氧气检测仪JJY-1个157瓦斯报警矿灯KSW10F(A)个1208一氧化碳检定器AT2台49风电瓦斯闭锁装置FDZB-1A套210矿用隔爆型电缆硫化热补器BAR2-127/1.4台1(三)矿井粉尘检测1粉尘采样器AQF-1台42呼吸性粉尘采样器AQH-1台43矿用粉尘采样器AFQ-20A台44矿用个体粉尘采样器ACGT-2台45呼吸性粉尘测定仪ACH-1台46电光分析天平TG-328A台17电热恒温干燥器QZ77-104台18掘进通风除尘器JTC台19混凝土喷射机除尘器MLC-Ic台110压风呼吸器AYH-1A台111压风呼吸器AYH-2台1(四)矿山压力及地质测量1圆图压力记录仪YTL-610台12液压支架压力下缩自记仪YSZ-1台13顶板动态仪KY-82台24测枪BHS-10支35液压枕YZ系列个306钻孔油枕应力计HCZ个57超声波围岩裂隙探测仪CT-2台38光学经纬仪DJK-6台89水准仪DS3-2台310平板仪PG3-X2台211矿山挂罗盘KL-100个412地质罗盘CKX-1个3(五)矿山救护类设备（一）井下永久避难硐室1隔绝式压缩氧自救器（不低于45min）台1202纯净水550ml/瓶，每人每天3瓶12003真空包装干粮5280KJ/包，每人每天1包4004急救箱105抗休克服106自动苏生器MZS-30台101集便器自动打包套22灭火器10L泡沫灭火器个103联络绳2m根104救生索米20005不锈钢储物柜个56矿用本质安全型信号灯FL4800个17操作台个1（二）救护类1化学氧自救器QSR-40台4502自救器气密检查仪ZJ-2台23可移动救生舱FAB20/96个5(六)煤层注水配套设备及器材1注水钻机采掘设备中已开2注水泵采掘设备中已开3夹布压力胶管与泵配套米204冷拔无缝钢管与泵配套米1205快速接头K型个46安全阀单向阀个47内螺纹升降止回阀H8H-160个18弹簧式压力表个59高压注水水表DC—2/150个210钢制三通K型个111等量分流器DF—3个412高压闸阀J13H—160Ⅲ个413封孔器YPA—25个414高压钢丝编制胶管与泵配套米100152m3移动储水箱辆2(七)高瓦斯矿井需增设备1风动钻机QHFZ-25台32煤层瓦斯压力测定仪ACW-1台13钻孔瓦斯流量仪DMF台34井下煤层瓦斯含量快速测定仪WP-1套15煤层气测定装置AMG套1二矿井防灭火设备及器材(一)束管监测系统1矿井移动束管监测系统KYSC-1套12气象色谱仪GC-950台1(二)井下灭火器110L泡沫灭火器个142CO2灭火器个1038kg干粉灭火器个3450kg干粉灭火器个1560kg干粉灭火器个2(三)地面消防材料库备用品1清水泵台1或存放于设备库内2泥水泵台2或存放于设备库内3ф100mm消火水龙带m2004ф75mm消火水龙带m3005ф52mm消火龙带m3006ф52mm普通消火水枪支57ф52mm多用消火水枪支28ф52mm喷雾消火水枪支29高倍数泡沫发生装置套1或存放于设备库内10消防泡沫喷枪套2或存放于设备库内11高倍数泡沫剂t0.5或存放于设备库内12消防泡沫剂t0.2或存放于设备库内13分流管个414集流管个215消火三通个416阀门个417ф52mm斜喷消火阀门个418ф110mm快速接头及帽盖垫圈套3019ф75mm快速接头及帽盖垫圈套2020ф52mm快速接头及帽盖垫圈套4021吸液器个222管钳子把823折叠式帆布水箱个124轻型沟钩个225重型沟钩个126救生绳根427撬棍根228木锯把229平板锹把430伸缩梯副131组装梯副132小靠梯副233普通梯副23410L泡沫灭火器个2535CO2灭火器个10368kg干粉灭火器个14371211灭火器(2L)个1438喷雾喷嘴个439泡沫灭火器起泡药瓶个5040灭火岩粉kg50041石棉毯块54220L汽油桶个14320L普通油桶个244风筒布m50045水泥t546水玻璃t147石灰t448ф1/4″速接钢管节50每节15m49ф1/2″速接钢管节50每节10m50ф1″速接钢管节50每节10m51ф100mm钢管m500焊成快速接头52ф150mm钢管m100焊成快速接头53ф200mm钢管m50焊成快速接头54ф75mm胶管m5005528kW局扇台35611kW局扇台357接管工具套458ф15mm胶管m50059ф10mm胶管m50060单相变压器台361电力开关台362电缆m50063轻型溜子台264探照灯盏465玻璃棉kg100066风镐台267安全带条568钢绳梯m10069ф12mm镀锌钢丝绳m20070担架副271麻袋或塑料编织袋条50072潜水泵台2或存于设备库中73砖m31074料石m31075方木m3376木板m3577铁钉(2″、3″、4″)kg50(四)井下消防材料库备用品1ф100mm消火水龙带m1002ф75mm消火水龙带m3003ф52mm消火水龙带m4004ф52mm普通消火水枪支25ф52mm喷雾消火水枪支26ф110/75mm变径管节个47ф75/52mm变径管节个108ф110mm喷嘴个69ф75mm喷嘴个810ф52mm喷嘴个1411分流管个312集流管个113消火阀门主柱个414斜喷消火阀门个415ф110mm垫圈套1016ф75mm垫圈套2017ф52mm垫圈套4018管钳子把619救生绳根4每根长2m20撬棍根221木锯把222平板锹把423伸缩梯副12410L泡沫灭火器个2525CO2灭火器个10268kg干粉灭火器个10271211灭火器（2L）个428喷雾喷嘴个429泡沫灭火器起泡药瓶个5030灭火岩粉kg50031石棉毯块432风筒布m50033水泥t234石灰t235ф150mm钢管m10036ф100mm钢管m30037ф75mm钢管m50038ф75mm胶管m30039ф52mm胶管m50040ф50mm伸缩风筒m15041接管工具套142ф15mm胶管m20043ф10mm胶管m20044安全带条545绳梯副246ф12mm镀锌钢丝绳m20047麻袋或塑料编制袋条50048砖m31049砂子m3250方木m3251木板m3552铁钉（2"、3"、4"）kg20矿井现有一套井下作业人员管理系统KJ222（A），该系统运行良好，本设计仍利用原KJ222（A）井下作业人员管理系统，对下井人员进行考勤，并对井下人员进行实时跟踪定位。在突发事件时迅速判断险区人员的数量、位置及身份，采取措施及时救助，把事故的损失和影响降到最低限度。控制设备及显示终端放置在办公楼调度室内。按照《煤矿井下作业人员管理系统使用规范（AQ1048-2007）》的要求，在矿井各个人员出入的井口、井下各硐室出/入口、避难硐室出/入口、救生舱出/入口、井下巷道分支处等地点应设置分站15台、读卡器50台，并为所有下井人员佩戴识别卡共计500个。实现监测携卡人员出/入井、出/入各硐室、出/入避难硐室、出/入救生舱的要求；并满足监测携卡人员出/入方向的要求。第十一节矿山救护第十二节通风管理第七章提升、通风、排水及压风设备第一节提升设备传动滚筒轴逆止力矩校核计算：M=K（q×H×g-(q+2q0+q1+q2)×ω×Lh×g）×D/2=173603.6Nm(K=2.0,D=1.25m,Lh=495.5m,ω=0.012,H=286.071m)第二节通风设备矿井通风方式采用机械抽出式。风机所需风量：QF＝KL·QK=147.0m3/s式中：KL——漏风系数，取1.05；风机所必需的负压：HFmin=Ｈkmin+△h=2095.49PaHFmax=Ｈkmax+△h=2734.63Pa式中：△h——通风设备阻力损失，取300Pa2、风机及电动机选择确定风机工况点回风井标高：+1120.0m管网阻力曲线方程：通风容易时期：H=R1·Q2=0.1059·Q2通风困难时期：H=R2·Q2=0.1382·Q2设计采用通风机变频调速电控系统，调节风机转速，以保证通风机在通风容易时期和通风困难时期都运行在高效区。通风机性能曲线及管网阻力曲线见图7-2-1,7-2-2。风机运行工况点参数参见表7-2-1。反风工况点主要参数如下：通风机反风曲线见图7-2-3。通风容易时期：Q=89.4m3/s；H=846.3Pa；η=47℅；β=43/35°；通风困难时期：Q=89.4m3/s；H=1104.5Pa；η=55℅；β=44/36°；反风时电动机容量校验：通风容易时期：P=205.3kW＜2×450kW4、配电控制通风机房两回10kV电源引自矿井35kV变电站10kV不同母线段。风机房内设KYN28型高压开关柜，作为风机房10kV受电及配电设备，10kV高压结线方式为单母线分段方式。设两台所用变压器柜，柜内装设50kVA，10/0.4kV变压器，为通风机入口风门、控制及照明等低压380/220V负荷提供电源。通风机采用变频控制，调节运行工况，保证风机运行在高效区。第三节排水设备矿井在主斜井井底设水仓及主排水泵房，排水管路沿主斜井井筒敷设，将矿井涌水排至地面的“井下水处理站”调节池。矿井正常涌水量：QK=70m3/h矿井最大涌水量：QKmax=120m3/h主斜井井口标高：+1120.0m主水泵房地坪标高：+850.0m井下水处理站高出井口约2m排水管路长度：Ｌ=800m排水高度：Hj=272.0m矿方现已有DF155-30×9，n=1480r/min耐磨离心式水泵三台，配660V，200kW隔爆电动机，沿主斜井已敷设φ159×6排水管两趟。经验算现有水泵不满足要求，设计重新选择排水泵。（二）排水设备选型1.水泵排水能力计算主排水泵运行特性曲线及管网阻力曲线见图“7-3-1”，主排水设备运行工况点参数表7-3-1。表7-3-1主排水设备工况点参数正常及最大涌水期间，三台水泵均为一台工作，一台备用，一台检修，两趟排水管一趟工作，一趟备用。第四节压风设备本矿井在井下大巷掘进工作面及顺槽掘进工作面使用风动工具，风动工具设置见表7-4-1。1.风动工具所需的总风量：Q=α1•α2γ••∑mi••qi•ki=1.2×1.15×1.01（3×3.5×1+1×8×1）=25.8m3/min式中：α1——管网全长漏气系数，取1.2；α2——考虑风动机械磨损，耗气量增加的系数，取1.15；γ——海拔高度修正系数，取1.0；mi——同型号风动机械在一个班内使用的台数；qi——风动机械额定耗气量；ki——同型号风动机械同时使用系数。2.抢险救灾所需压风量：Q＝α1•γ••（R•q）＝1.2×1.01×（93×0.3）=33.8m3/min式中：R——井下最大班人数93人q——井下每人所需要压风自救风量，为0.3m3/min。（二）空压机站选择方案方案一：利用并改造现有设施：现有空压机站设在原风井场地，压风主管路沿回风井筒敷设下井。利用现有空压机站，由于原有回风井筒关闭，压风主管路需改至主斜井敷设。此方案不需重建压风机房，初期投资较低，但由于空压机站在原风井场地，管理不变。方案二：在主井场地新建空压机站，重新选择GA110-8.5型螺杆式空压机三台，两台工作，一台备用，压风主管路沿主斜井敷设下井。此方案需重新购置压风设备，初期投资较高。方案三：在主井场地新建空压机站，利用现有三台GA110-8.5型螺杆式空压机，两台工作，一台备用，压风主管路沿主斜井敷设下井。此方案可以充分利用现有设备，较方案二节省部分投资。设计推荐方案三。（三）空压机站设备第五节瓦斯泵站设备350第八章地面生产系统第一节煤质及其用途第二节煤的加工第三节地面生产系统第四节辅助设施第九章地面运输第一节概况第二节场外公路第十章总平面布置及防洪排涝第一节概况井田地处沁水煤田北部边缘，寿阳县城之北，太原东山背斜之东南翼，地势北高南低，东高西低，总体平坦，最高点在井田北东部，海拔1214.0ｍ，最低点在西南部，海拔1071.3m，相对高差142.7m。区内大部被新生界黄土掩盖，属丘陵地貌。本区属温带大陆性季风型气候，冬春多风，夏季6-9月为雨季，年平均降雨量为400-638mm，历史最高气温36.1℃，最低气温-26.7℃，年均降水量486.35mm.年均蒸发量1805.9mm。平均无霜期151天。夏天主导风向为东，冬天主导风向为西北。最大冻土1.10m。井田地表水属黄河流域汾河水系，石门河流经井田西北部，温家庄河流经井田南部，在井田西南汇成白马河，向南流入潇河。石门河现已枯竭，石门水库也已枯竭，温家庄河自东向西流过，汇入白马河，平时无水流。河上游有郑家庄水库，建于1973年，最大库容量为240万m3，有效库容量为100万m3，仅起挡洪作用。白马河是潇河的一级支流，流域面积1067.5km2，1956~2000年平均径流量3397万m3。第二节总平面布置序号序号第三节竖向设计及场内排水第四节场内运输第五节其他场地布置第六节管线综合布置第七节场地绿化第八节防洪排涝第十一章供电第一节供电电源及现状第二节电力负荷第三节送变电第四节地面供配电第五节井下供配电第六节监控与计算机管理矿井属高