矿井兼并重组整合项目初步设计

矿井兼并重组整合项目初步设计变更PAGEPAGE3前言一、山西泽州天泰和瑞煤业有限公司矿井资源整合的核准文件，参与资源整合各矿井名称及隶属关系，资源整合后矿名及隶属关系根据山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室文件晋煤重组办发【2009】39号文件《关于晋城市泽州县煤矿企业兼并重组整合方案的批复》，山西泽州天泰和瑞煤业有限公司为单独保留矿井，矿井生产能力由210kt/a提升至450kt/a，矿区面积不发生变化，井田面积1.244km2，批准开采3号煤层，行政区划属泽州县下村镇管辖。兼并重组后矿井名称为山西泽州天泰和瑞煤业有限公司，兼并重组后属于山西泽州天泰煤业股份公司。2012年7月16日由山西省国土资源厅对该矿换发了采矿许可证，证号为C1400002009111220043330，生产规模为450kt/a，矿区面积为1.2435km2，批采3号煤层。2010年，山西泽州天泰和瑞煤业有限公司委托晋城煤炭规划设计院编制了《山西泽州天泰和瑞煤业有限公司兼并重组整合项目初步设计（修改版）》，晋城市煤炭工业局以晋市煤局规字【2010】188号文对该初步设计进行了批复；山西煤矿安全监察局晋城分局晋煤监局字【2010】66号文对《山西泽州天泰和瑞煤业有限公司兼并重组整合矿井初步设计安全专篇（修改版）》进行了批复。晋城市煤炭工业局以晋市煤局规字【2010】599号对《山西泽州天泰和瑞煤业有限公司兼并重组整合项目开工建设》进行了批复。开工建设后，由于新增轨道大巷布置、首采区工作面布置及矿井轨道暗斜井辅助运输方式等原因，该矿委托我院编制完成了《山西泽州天泰和瑞煤业有限公司兼并重组整合项目初步设计（修改版II）》。2011年5月，晋城市煤炭工业局以晋市煤局便字【2011】254号文对该初步设计变更进行了批复。为了进一步优化回风立井、工作面布置等，我院受山西泽州天泰和瑞煤业有限公司委托编制完成了《山西泽州天泰和瑞煤业有限公司兼并重组整合项目初步设计（修改版II）变更说明》。2012年7月，晋城市煤炭工业局以晋市煤局安字【2012】802号文对该初步设计变更进行了批复。山西煤矿安全监察局晋城分局晋煤监局字【2012】92号文对《山西泽州天泰和瑞煤业有限公司兼并重组整合矿井初步设计安全专篇变更（修改版）》进行了批复。矿方在基建过程中，结合已形成的井巷工程、土建工程和机电设备招标采购情况，同时，为了满足煤炭行业新政策、新标准及各专项设计等要求，该矿委托我院编制《山西泽州天泰和瑞煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计变更》，对初步设计进行变更。二、矿井建设进展情况山西泽州天泰和瑞煤业有限公司于2014年7月底将达到联合试运转条件，矿井基本建设情况进度情况如下：（一）矿建工程进展情况截止2014年6月底矿井一至三期矿建工程、安全设施建设已基本完成，3101首采工作面已掘成，具体情况如下：1、已完工程一期工程：新掘回风立井，主立井、副立井扩掘工程施工；二期工程：井底车场及主要硐室（井底煤仓、中央变电所、中央水泵房、主副水仓、管子道、消防材料库、永久避难硐室、暗斜井绞车硐室），运输大巷，轨道大巷，回风大巷等工程。三期工程：首采工作面顺槽、切眼等工程。2、剩余工程：采区运输巷70m；采区轨道巷70m；采区回风巷80m；3102接替工作面顺槽掘进工程。（二）土建工程进展情况该矿截止2014年6月底矿井地面土建工程已完工。（三）机电安装工程进展情况该矿截止2014年6月底矿井机电安装工程已完工。结合以上剩余工程量，预计剩余工期为2个月。三、编制设计的依据1、《山西泽州天泰和瑞煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计变更》的设计委托书。2、山西省国土资源厅2012年7月换发的证号为C1400002009111220043330采矿许可证；3、山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室文件晋煤重组办发【2009】39号文件《关于晋城市泽州县煤矿企业兼并重组整合方案的批复》；；5、关于山西泽州天泰和瑞煤业有限公司瓦斯抽放工程设计的批复；6、晋城市煤炭工业局以晋市煤局规字【2010】286号文《山西晋城和瑞煤业有限公司资源整合矿井地质报告的批复》；7、晋城市煤炭工业局以晋市煤局规字【2010】188号文《山西泽州天泰和瑞煤业有限公司兼并重组整合矿井初步设计的批复》；8、山西煤矿安全监察局晋城分局晋煤监局字【2010】66号文《山西泽州天泰和瑞煤业有限公司兼并重组整合矿井初步设计安全专篇的批复》；9、晋城市煤炭工业局以晋市煤局规字【2010】599号《山西泽州天泰和瑞煤业有限公司兼并重组整合项目开工建设的批复》；10、晋城市煤炭工业局以晋市煤局综字【2011】679号《晋城市煤炭工业局关于山西泽州天泰和瑞煤业有限公司3号煤层瓦斯涌出量预测的批复》；11、晋城市煤炭工业局以晋市煤局安字【2011】254号文《山西泽州天泰和瑞煤业有限公司矿井初步设计的批复》；12、晋城市煤炭工业局以晋市煤局安字【2012】802号文《山西泽州天泰和瑞煤业有限公司矿井初步设计的批复》；13、山西煤矿安全监察局晋城监察分局文件晋煤监局字【2012】92号文《关于山西泽州天泰和瑞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（修改版）的批复》；14、山西省地质矿产研究院编制的煤尘爆炸性鉴定报告，编号：晋煤监检[2012]0604-MB-E1963；15、山西省地质矿产研究院编制的煤自然倾向性鉴定报告，编号：晋煤监检[2012]0604-MR-E1963；16、国家现行有关煤炭工业的规程、规范和技术政策，现行相关产业技术政策和规定。四、变更前后对照表序号本次变更设计前本次变更设计后变更理由1轨道暗斜井倾角18º，长度100m轨道暗斜井倾角19º，长度85m受断层影响，施工过程中调整2矿井移交生产时，新增井巷工程总长度4471m，其中煤巷3923m，万吨掘进率99.36m。新增掘进总体积43303m3。矿井移交生产时，新增井巷工程总长度5455.4m，其中煤巷4911.4m，万吨掘进率121.23m。井巷新增掘进总体积59151.06m3。3过渡支架采用ZFG3200/16/24B125/31.5C过渡支架采用ZF3200/16/24BRW200/31.5根据三机配套4矿井通风总配风量为64m3/s，矿井容易时期最大负压为1305.62Pa，困难时期最大负压为1966.34Pa；矿井容易时期等积孔为2.11m2，矿井困难时期等积孔为1.72m2。矿井通风总配风量为64m3/s，矿井容易时期最大负压为1284.69Pa，困难时期最大负压为1919.12Pa；矿井容易时期等积孔为2.12m2，矿井困难时期等积孔为1.74m2。调整采区巷长度，重新计算5运输大巷采用一部DTL80/30/2×75型带式输送机：运量300t/h，P=75kW×2运输暗斜井装备1部DSJ80/30/55型带式输送机，运输距离长130m，倾角18°，运量300t/h，电机功率55kW。考虑运行维护，本次变更为倾角18°的暗斜井和近水平的运输大巷采用两部带式输送机运输。6运输大巷装备1部DSJ80/30/2×55型带式输送机，运输距离长610m，倾角2～3°，平均2.5°，运量300t/h，电机功率2×55kW。7辅助运输设备：轨道大巷为JD-1型调度绞车轨道暗斜井为JYB-1.2防爆提升绞车采区轨道巷为JD-1型调度绞车回风顺槽为JD-1型调度绞车辅助运输设备：1、轨道大巷为JD-2.5型调度绞车2、轨道暗斜井为JTPB-1.2×1.0P防爆提升绞车3、采区轨道巷为JD-1.6型调度绞车4、回风顺槽为JD-1.6型调度绞车考虑井下大巷局部坡度较大，辅助运输设备经计算后重新确定，轨道暗斜井实际招标型号与原设计不一致，参数不变，满足要求。8主立井提升机电控型号为2JK-2.5×1.5/11.5型绞车配套电控变更后为ZTKG-PLC-BPL型变频电控订购型号变化，参数和功能不变，满足要求。9主立井井底煤仓给煤机为K-3型，功率7.5kWGMW-3型给煤机，功率7.5kW订购型号变化，参数不变10副立井提升设备选用2JK-3/31.5型双滚筒提升机，功率280kW，电压6kV，电控系统选用KTJ-P型电控设备。副立井提升机实际招标购买型号为2JK-3×1.5型，电控型号为JKB/JBP-NT型电控，其他参数不变。订购型号变化，参数和功能不变，满足要求。11主要通风机选用FBCDZ-6-№19B型，电机功率2×185kW，一台工作，一台备用。FBCDZ№19型，电机功率2×185kW，一台工作，一台备用。订购型号变化，参数不变。矿井所需风量不变，满足要求。12采区排水设备为两台MD46-30×6型水泵，额定流量46m3/h，额定扬程180m，功率45kW矿方实际招标购买为三台MD46-30×7型水泵，额定流量46m3/h，额定扬程210m，功率45kW根据《山西省煤矿建设标准》要求变更13选用2台FHOG210A型单螺杆风冷式空气压缩机，单台额定排气量26m3/min，额定排气压力0.85MPa，配用电机功率160kW，电压等级380V。1台工作，1台完好备用。矿方实际购买2台ERC-200SAL型空压机，参数不变。在轨道大巷和采区轨道巷增加Φ108×4的无缝钢管1100m，在回风大巷和采区回风巷增加Φ108×4的无缝钢管1400m，在辅助进风巷和辅助回风巷铺设Φ68×3的无缝钢管1600m用来抢险救灾。空压机实际订购型号变化，参数不变。另外根据新的“六大系统”要求，在所有避灾线路上增设压风管路141、筛分楼设ZSG2-1845双层振动筛和ZSG-1845单层振动筛两次筛分，将原煤分为+100mm大块、50~100mm中块、13～50mm小块以及-13mm末煤四个品种。大块、中块和小块经转载带式输送机进入各自的储煤场存放，末煤经转载带式输送机进入筒仓存放。2、储煤场容量为6000t，每个筒仓容量为1000t，总容量8000t，缓冲生产天数为5.8天1、原煤经蓖条筛和3YA-1545三层直线振动筛（已有振动筛，改为一层，φ=13mm，P=15kW）分为+50mm，13~50mm小块和0~13mm末煤，+50mm经拣矸后进入大块斜坡仓存放，13~50mm小块经拣矸后运至块煤封闭储煤棚，拣出的矸石经矸石带式输送机运至矸石池。末煤经带式输送机运至筒仓存放，2、末煤筒仓容量3000t，小块封闭储煤棚容量3000t，大块斜坡仓容量50t，总容量6050t，缓冲天数4.4天，满足要求。根据环保要求系统优化15全矿负荷情况：全矿用电设备总台数：72台用电设备工作总台数：58台用电设备总容量：4625.60kW用电设备工作容量：3668.00kW全矿最大负荷有功功率：2417.83kW全矿最大负荷无功功率：2221.82kVar全矿负荷情况：用电设备总台数：94台用电设备工作总台数：71台用电设备总容量：5422.70kW用电设备工作容量：4003.10kW全矿最大负荷有功功率：2604.60kW补偿无功容量：1900kvar补偿后全矿最大负荷无功功率：564.79kvar结合其它专业变化后的负荷进行变更。16一回路引自矿井工业场地东南方向的丹凤35kV变电站870、10kV母线段，供电距离1km，导线型号为LGJ-185型钢芯铝绞线；另一回路引自矿井工业场地南方的下村110kV变电所575、10kV母线段，供电距离5km，导线型号LGJ-185型钢芯铝绞线。该矿双回路电源一回路引自丹凤35kV变电站870、10kV母线段，供电距离1.3km，导线型号为JKLGYJ-185型钢芯铝绞线；另一回路引自大阳35kV变电站860、10kV母线，架空导线选择LGJ-185型钢芯铝绞线，供电距离4.3km。重新签订了高压供电合同。17主副井绞车配电S9-800/1010/6.3型油浸式变压器S11-800/1010/6.3型油浸式变压器装备了更加节能的变压器18矿井安全监控系统：KJ120N型矿井安全监控系统：KJF2000N型按专项设计变更，分站、传感器的布置变化，新增避难硐室监控19井下作业人员管理系统：KJ122型井下作业人员管理系统：KJ222（A）型按专项设计变更20煤炭产量监控装置：DT-KC2000型煤炭产量监控装置：KJ219型按专项设计变更21通讯联络系统装备：HJK-120型数字程控交换机通讯联络系统装备：SH-3000DS矿用程控通讯系统，容量300门。②KT162矿用无线通讯系统。③KTK113煤矿井下数字广播系统。按专项设计变更22工业建（构）筑物总面积为3395.28m2，其中新建建筑面积为2179.72m2。工业建（构）筑物总体积为：22453.80m3,其中新建建筑体积为17264.65m行政、公共建筑总面积为4554.48m2，其中新建建筑面积为1970.40m2。工业场地行政、公共建筑总体积为15029.81m3工业建（构）筑物总面积为6002.57m2，其中新建建筑面积为4787.01m2。工业建（构）筑物总体积为：41467.54m3,其中新建建筑体积为36278.39m3。新建带式输送机栈桥长度：247m；行政、公共建筑总面积为5196m2，其中新建建筑面积为2611.92m2。工业场地行政、公共建筑总体积为18216.96m3，其中新建建筑体积为9689.47m3。23矿井水处理设备：原设计采用一体化净水器混凝、沉淀、过滤工艺，一体化净水器型号为ZNYG-10型，两台。矿井水处理设备：FA-30型全自动净水器两台，单台处理量30m3/h，最大处理能力1440m3/d。考虑后期涌水量有增加的可能，提高安全系数，增大水处理能力24污水处理系统：原设计生活污水处理系统处理工艺采用二级生物法—深度处理，处理后水质达到中水回用标准，处理能力10m3/h。污水处理系统：采用生物接触氧化系列，工艺采用较为成熟的“A/O”二级生化处理的工艺。处理能力为10m3/h。根据环保要求25原设计地面供水设施：⑴地面清水水池1座：V＝300m3(圆形钢筋砼，D=10m，H=⑵加压泵房水池1座：V＝9.0m×6.0m×3.6m；地面供水设施：⑴地面消防水池1座：V＝300m3(圆形钢筋砼，D=10m，H=⑵静压水池1座：V＝300m3(⑶备用水池1座：V＝200m3(圆形钢筋砼，D=8m，H=4m)；⑷加压泵房水池1座：V＝9.0m×6.0m×3.6m；考虑分水质供水，增加静压水池及其备用水池26原设计全矿井热负荷分别为：1.工业场地建筑物热负荷：Q1=105.58×104W2.浴室洗澡用热负荷：Q3=26.56×104W3.井筒空气加热热负荷：Q4=259.20×104W总计Q=391.34×104W全矿井热负荷为：1.工业场地建筑物热负荷：Q1=105.81×104W2.浴室洗澡用热负荷：Q3=26.56×104W3.井筒空气加热热负荷：Q4=174.49×104W总计Q=306.86×104W建筑物尺寸发生变更，建筑物采暖热负荷变化；井筒防冻计算参数选用最新规范数据，室外计算温度变化，井筒防冻热负荷变化。27井筒防冻设备：原设计在主立井热风炉房内设矿用立式热风炉1台，型号为JRF-150，额定供热量为150万大卡，满足主立井井口防冻需求。在副立井空气加热室内设蒸汽型热风机组1台，型号为KRFJ-25/40/5.5-Z，额定供热量为1425000W，满足副立井井口防冻需求。井筒防冻设备：⑴主立井井筒防冻计算耗热量为83.50×104W，设计算用SJK-25/60/2.0-Q两台，总计额定供热量为129.2×104W，满足主立井井口防冻需求。⑵副立井井筒防冻计算耗热量为94.63×104W，设计算用SJK-25/60/2.5-Q两台，总计额定供热量为169.47×104W，满足副立井井口防冻需求。热风炉为淘汰产品，变更为热风机组；根据最新规范，采暖计算温度变化。28锅炉房设备：原设计在主井工业场地内利用已有锅炉房2座，一号锅炉房内一台炉型号为SZL1.4-1.25-95/70-AⅡ常压热水锅，额定供热量为140×104W。二号锅炉房内一台型号为DZL1-1.0-AⅢ蒸汽锅炉,额定蒸汽供应量为1t/h,折合供热量70×104W，满足浴室用热需要，锅炉全年运行。在副井工业场地内新建锅炉房1座，锅炉房内布置一台蒸汽锅炉，型号为DZL2-1.25-AⅢ，额定供热量140×104W，用于满足副立井防冻用热需要，锅炉仅冬季运行。锅炉房设备：变更后在工业场地内布置一座锅炉房，锅炉房内新增两台锅炉，型号分别为DZL6-1.25AⅡ，一台，额定供热量420×104W，用于满足冬季井筒防冻及建筑物采暖热负荷，仅采暖期运行；SZL1.4-1.25-95/70-AⅡ型一台，额定供热量140×104W，用于满足浴室用热，全年运行。根据环保要求，原设计热风炉变更为空气加热机组，用热负荷并入锅炉房。29原设计矿井兼并重组整合项目初步设计批复总造价为：9401.99+392=9793.99万元。本次设计变更后总造价为21434.29万元。其中：井巷工程投资为5531.05万元；土建工程投资为3134.37万元；设备及工器具购置投资为7335.08万元；安装工程投资为2387.78万元；工程建设其它费用投资为1810.16万元，基本预备费投资为1235.85万元。井巷工程量增加，建筑物尺寸发生变化、面积增加，依据各专业设备型号变化及政策性新增六大系统、瓦斯抽放系统设备，指标变化、建设情况变化。导致费用增加。

第一章井田自然概况及资源整合前各矿现状不作变更，维持原设计。不作变更，维持原设计。

第二章资源整合的条件一、井田地质勘探程度及地质报告批准文号不作变更，维持原设计。二、地质构造不作变更，维持原设计。三、煤层及煤质不作变更，维持原设计。（一）顶底板条件不作变更，维持原设计。（二）瓦斯、煤尘和煤的自燃1、瓦斯不作变更，维持原设计。该矿属高瓦斯矿井。2、煤尘及煤的自燃根据2012年9月山西省地质矿产研究院对3号煤层煤尘爆炸性（晋煤监检【2012】0604-MB-E1963）和煤自燃倾向性（晋煤监检【2012】0604-MR-E1963）的最新检测报告，结果：火焰长度0mm，无爆炸性；煤的自燃等级为III级，不易自燃煤层。不作变更，维持原设计。3、地温、地压不作变更，维持原设计。五、井田水文地质不作变更，维持原设计。六、对井田地质勘探程度的评述不作变更，维持原设计。一、外运条件分析不作变更，维持原设计。二、水源情况不作变更，维持原设计。三、电源情况变更设计前矿井采用双回路架空线路供电，两回路供电分别引自丹凤35kV变电站870线和下村110kV变电站575线，采用10kV架空线引入。因下村110kV变电站无10kV供电间隔，设计变更矿井采用双回路架空线路供电，两回路供电分别引自丹凤35kV变电站和大阳35kV变电站，采用10kV架空线引入。四、征购地情况不作变更，维持原设计。五、市场分析不作变更，维持原设计。不作变更，维持原设计。

第三章井田开拓不作变更，维持原设计。一、井田境界根据山西省国土资源厅2012年7月新换发的采矿许可证（证号为C1400002009111220043330），井田面积为1.2435km2，批准开采3#煤层，开采深度由730m～600m标高，生产规模为450kt/a。井田拐点坐标见表3-2表3-2拐点号1980西安坐标系XY3#煤层13950295.1438383595.7223950052.0538384512.6133949678.5338384495.1743949681.2938384304.2253949481.3238384300.6963949508.3638382531.3273949923.6738382526.0083950216.4838382600.9793950006.9938383400.86二、资源/储量原设计兼并重组整合后全井田3煤层保有资源/储量9773kt。经计算，矿井工业资源/储量9722kt，矿井设计储量为7632kt，矿井设计可采储量为5175kt。由于原设计采区回采率已达到国家发改委下发的《特殊和稀缺煤类开发利用管理暂行规定》厚煤层不低于78%的要求，故本次变更设计矿井设计可采储量不作变更，维持原设计。矿井服务年限为8.2a。不作变更，维持原设计。一、井田内地质构造、老窑范围、煤层及水文条件、资源整合前各矿采空区等对开采的影响不作变更，维持原设计。二、井田开拓方案不作变更，维持原设计。三、井口数目和位置的选择不作变更，维持原设计。四、水平划分及阶段垂高的确定及各水平之间的连接方式不作变更，维持原设计。五、主要运输大巷的布置方式和位置选择变更设计前过断层轨道暗斜井采用半圆拱型断面，倾角18º，长度100m，净宽3.6m，直墙高1.4m，净断面积10.13m2，料石砌碹支护（每隔40m变更设计前轨道大巷采用梯形断面，上宽2.8m，下宽3.2，净高2.5m，净断面7.5m2，11号矿用工字钢棚支护。铺设30kg/m的钢轨轨道。因轨道大巷北侧为采空区，顶板压力较大其它大巷均不作变更，维持原设计。六、矿井各水平、煤层、上下山和采区的开采顺序，第一水平采区划分和配采关系不作变更，维持原设计。七、“三下”煤柱的留设及村庄搬迁不作变更，维持原设计。井筒一、井筒用途、装备及布置不作变更，维持原设计。井筒特征见表3-5-1。表3-5-1井筒特征表序号井筒特征井筒名称主立井副立井回风立井1井筒坐标纬距（X）3950261.8833950450.3053950334.348经距（Y）19655782.21619655648.31819655967.9012提升方位角/（°）3井筒倾角/（°）90°90°90°4井口标高/m+952.209+981.915+943.4555井底标高/m+669+680+7006井筒深度或斜长/m2833022437井筒直径或宽度/m净5.55.04.0表土掘进（基岩）6.5（6.1）6.0（5.6）5.0（4.6）8井筒断面/m2净23.7519.6312.56表土掘进（基岩）33.17（29.21）28.26（24.62）19.63（16.61）9井壁结构厚度/mm500（300）500（300）500（300）材料料石砌碹料石砌碹料石砌碹10井筒装备装备2JK-2.5×１.5/11.5提升机、2.5t箕斗、梯子间装备2JK-3×1.5/30E双滚筒提升机、4t罐笼配平衡锤、梯子间梯子间二、井壁结构不作变更，维持原设计。一、井底车场形式的确定不作变更，维持原设计。二、空重车线长度的确定、列车运行及调车方式、车场通过能力的计算（采用矿车做主运输时计算）不作变更，维持原设计。三、井底车场硐室原设计主立井井底设井底煤仓、管子道、中央水泵房及变电所、水仓、消防材料库和火药发放硐室，并布置有清理洒煤斜巷。副立井井底设等候硐室。表3-6-1序号巷道名称支护形式支护厚度断面巷道长度掘进体积辅轨净掘轨型长度1井底车场（新掘）砌碹30011.8814.74701032181502管子道（已有）砌碹3005.457.493022518303井底水仓（已有）砌碹3004.05.9888181084水泵房及变电所（已有）砌碹30013.0816.1350806505消防材料库（已有）砌碹30010.1312.823294206等候硐室（新掘）砌碹300607井底煤仓（已有）砌碹30012.5616.61203328清理洒煤斜巷（已有）砌碹3005.457.49100749合计变更内容：①因变更设计前消防材料库距离副立井较远，材料运输不方便，设计变更利用原设计永久避难硐室作为消防材料库。②因变更设计前永久避难硐室位置巷道长度不能满足要求，设计变更在副立井附近新掘一井下70人永久避难硐室，矩形断面。避难硐室生存室长30m，净宽4.0m，面积120m2；每侧过渡室长5.0m，净宽4.0m，面积20m2，避难硐室总长度54m，设计硐室避险人数为70人，硐室采用锚网喷支护。其它硐室均按变更设计前位置布置，结合在施工期间对各硐室进行优化和补充，形成工程量、支护方式与原设计不一致，具体变更后的井底车场及硐室工程量详见下表。表3-6-2变更后井底车场序号巷道名称支护形式支护厚度断面巷道长度掘进体积辅轨巷道坡度煤岩硬度水沟长度净掘轨型长度1井底车场（新掘）砌碹30011.8814.74104157918200水平31052管子道（已有）砌碹3005.457.49302251830254-6303井底水仓（已有）砌碹3004.05.988818108水平4-64水泵房及变电所（已有）砌碹30013.0816.135080650水平35消防材料库（已有）砌碹30010.1312.82329420水平36等候硐室（新掘）砌碹3006.4010.0556563水平7井底煤仓（已有）砌碹30012.5616.6120332904-68清理洒煤斜巷（已有）砌碹3005.457.49100749184-69永久避难硐室（新掘）锚网喷10012.0016.1054869水平4-6合计135

第四章大巷运输及设备一、运输方式的选择不作变更，维持原设计。二、主要巷道断面、支护形式、坡度及钢轨型号变更设计前过断层轨道暗斜井采用半圆拱型断面，倾角18º，长度100m，净宽3.6m，直墙高1.4m，净断面积10.13m2，料石砌碹支护（每隔40m其它大巷均不作变更，维持原设计。一、矿车选型井下轨道运输选用1t标准矿车和1t材料车，1t平板车，3t平板车、16t平板车。矿用车辆规格见表4-2-1。表4-2-1矿车规格特征表名称型号名义载重（t）最大载重（t）轨距（mm）轴距(mm)外型尺寸（mm）自重（kg）1t矿车MGC1.1-6A16005502000×880×11505921t平板车MP1-6A1.02.06005502000×880×11504641t材料车1.02.06005502000×880×11504943t平板车MPC3-63.05.56002400×1050×41553016t平板车MP16-6166005502700×1200×300811二、矿车数量本矿达产时固定矿车数量按排列法确定，数量见表4-2-2。表4-2-2矿井达产时各类矿车数量表序号设备名称设备型号单位数量备注11t矿车MGC1.1-6A辆40利用原有21t平板车MP1-6A辆8利用原有31t材料车辆8利用原有43t平板车MPC3-6辆4利用原有516t平板车MP16-6辆10新购矿井达产时共配备了1t、3t、16t系列矿车70辆。变更设计前3101工作面运煤系统流程：3101工作面原煤→3101运输顺槽（DSJ-800/30/2×55型带式输送机）→采区运输巷（DTL80/30/40型带式输送机）→运输大巷（DTL80/30/2×75型带式输送机）→转载运输巷（DTL80/30/22型带式输送机）→井底煤仓→K-3型给煤机→主立井（2JK-2.5×1.5型提升机）→地面生产系统。变更设计前运输大巷采用一部DTL80/30/2×75型带式输送机运输（运输倾角为1~18°），考虑运行维护，本次变更为倾角18°的暗斜井和近水平的运输大巷采用两部带式输送机运输。运输顺槽、采区运输巷和转载运输巷只是实际招标购买型号发生变化，主要技术参数不变，满足要求。变更后3101工作面运煤系统流程：3101工作面原煤→3101运输顺槽（SSJ-800/30/2×55型带式输送机）→采区运输巷（DSJ80/30/40型带式输送机）→运输暗斜井（DSJ80/30/55型带式输送机）→运输大巷（DSJ80/30/2×55型带式输送机）→转载运输巷（DSJ80/30/22型带式输送机）→井底煤仓→GMW-3型给煤机→主立井（2JK-2.5×1.5型提升机）→地面生产系统。一、运输暗斜井带式输送机验算：运输暗斜井装备1部DSJ80/30/55型带式输送机，运输距离长130m，倾角18°，电机功率55kW。因采区无缓冲煤仓，考虑工作面采煤机峰值煤量和掘进煤量，带式输送机小时运输量按Q=300t/h计算。验算如下：（一）、简化后的带式输送机布置图如下所示：（二）带宽验算1、按运行能力确定带宽：式中：Q——运输量，t/h；V——胶带速度；——倾角系数，；——散煤容重，。2、按原煤的最大粒度确定带宽式中：——原煤的最大粒度，取。根据计算，选择带宽为800mm的带式输送机，满足要求。（三）、圆周力计算：传动滚筒圆周力按以下公式计算：式中：C——附加阻力系数；FH——主要阻力，物料、输送带及托辊等运行引起的阻力，N；FS1——主要特种阻力，托辊前倾及导料槽引起的阻力，N；FSt——输送机倾斜阻力，N。1、主要阻力式中：FH——主要阻力，N；f——模拟摩擦系数，电动工况时取f=0.03；L——输送机头尾滚筒中心距，m；——每米物料重，，带式输送机小时运输量按Q=300t/h计算；——上部托辊组选用φ=108mm托辊，；——下托辊组选用φ=108mm托辊，；——胶带为PVG680S型橡胶面整芯带，带强680N/mm，每米带重。由此，经计算得2、主要特种阻力不选用前倾托辊，故式中：——输送能力，m3/s；——导料栏板长度，3.5m；b1——导料槽两栏板间的宽度，带宽800mm皮带取0.495m；μ2——物料与导料栏板间的摩擦系数，取0.6。故，3、附加特种阻力本带式输送机不配置犁式卸料器，故Fp=0式中：A——清扫器和输送带接触面积，；P——清扫器和输送带间的压力，取6×104N/m2；μ3——清扫器和输送带间的摩擦系数，取0.6。故4、倾斜阻力式中：H——输送机受料点与卸料点间的高差，m。由此，总圆周力其中，查表，取C＝1.65。（四）功率计算传动轴功率PA为：电动机功率PM：式中：η——传动效率，取0.9；η/——电压降系数，一般取0.9；η//——多机驱动不平衡系数，单电机取1。根据计算，配用一台电机驱动，功率为55kW。满足运输要求。（五）张力计算1、限制输送带下垂度的最小张力：承载分支：回程分支：2、输送带工作时不打滑保持的最小张力：其中：起动时传动滚筒的最大圆周力式中：KA——启动系数，取1.5。单电机驱动，胶带在驱动滚筒上的围抱角，胶带与滚筒的摩擦系数，，按不打滑条件则有计算输送机各点张力，忽略附加阻力，可得F3点张力：满足要求，所以：F1=F2+FU=16342.4+21820.8=38163.2N（六）输送带安全系数验算，PVG680S为最小强度PVG胶带，满足要求。（七）传动滚筒选择：初定传动滚筒为1个DTⅡ（A）80A206Y（Z）直径为630mm，许用合力为80kN，许用扭矩12kN.m。传动滚筒所受合力：Fn=FUmax+2F2min=65.4kN<80kN传动滚筒所受扭矩：M==10.3kN.m<12kN.m根据计算，初选传动滚筒满足要求。（八）逆止器选型：带式输送机传动滚筒的逆止力=14137.5N作用于传动滚筒的逆止力矩逆止器安装于高速轴上，考虑工况系数K2=2后，传动滚筒所需逆止力矩为。因此选用NFA25型逆止器，额定逆止力矩2.5kN满足要求。（九）根据计算，运输暗斜井装备1部DSJ80/30/55型带式输送机，运输距离长130m，倾角18°，电机功率55kW。满足要求，技术参数如下：运输暗斜井带式输送机参数序号设备名称型号及参数数量1带式输送机DSJ80/30/55型带式输送机1带宽800mm带速2.0m/s运输能力Q=300t/h运输距离130m倾角18°2电机YB2-250M-4型防爆电机，功率P=55kW13减速器DCY315-25，i=2514传动滚筒DTⅡ（A）80A206Y（Z）15液力耦合器YOXF45016制动器BYWZ5-315/5017逆止器NFA2518拉紧装置张紧绞车拉紧19胶带PVG680S型橡胶面整芯带，带强680N/mm290m10保护KHT183-Z型矿用隔爆兼本安综合后备保护1二、运输大巷带式输送机验算：变更后运输大巷装备1部DSJ80/30/2×55型带式输送机，运输距离长610m，倾角2～3°，平均2.5°，电机功率2×55kW。因采区无缓冲煤仓，考虑工作面采煤机峰值煤量和掘进煤量之和，带式输送机小时运输量按Q=300t/h计算。选型计算如下：简化后的带式输送机布置图如下所示：（二）带宽验算1、按运行能力确定带宽：式中：Q——运输量，t/h；V——胶带速度；——倾角系数，；——散煤容重，。2、按原煤的最大粒度确定带宽式中：——原煤的最大粒度，取。根据计算，选择带宽为800mm的带式输送机，满足要求。（三）、圆周力计算：传动滚筒圆周力按以下公式计算：式中：C——附加阻力系数；FH——主要阻力，物料、输送带及托辊等运行引起的阻力，N；FS1——主要特种阻力，托辊前倾及导料槽引起的阻力，N；FSt——输送机倾斜阻力，N。1、主要阻力式中：FH——主要阻力，N；f——模拟摩擦系数，电动工况时取f=0.03；L——输送机头尾滚筒中心距，m；——每米物料重，，带式输送机小时运输量按Q=300t/h计算；——上部托辊组选用φ=108mm托辊，；——下托辊组选用φ=108mm托辊，；——胶带为PVG680S型橡胶面整芯带，带强680N/mm，每米带重。由此，经计算得2、主要特种阻力不选用前倾托辊，故式中：——输送能力，m3/s；——导料栏板长度，3.5m；b1——导料槽两栏板间的宽度，带宽800mm皮带取0.495m；μ2——物料与导料栏板间的摩擦系数，取0.6。故，3、附加特种阻力本带式输送机不配置犁式卸料器，故Fp=0式中：A——清扫器和输送带接触面积，；P——清扫器和输送带间的压力，取6×104N/m2；μ3——清扫器和输送带间的摩擦系数，取0.6。故4、倾斜阻力式中：H——输送机受料点与卸料点间的高差，m。由此，总圆周力其中，查表，取C＝1.17。（四）功率计算传动轴功率PA为：电动机功率PM：式中：η——传动效率，取0.9；η/——电压降系数，一般取0.9；η//——多机驱动不平衡系数，双电机取0.9。根据计算，配用两台电机驱动，功率为55kW×2。满足运输要求。（五）张力计算1、限制输送带下垂度的最小张力：承载分支：回程分支：2、输送带工作时不打滑保持的最小张力：其中：起动时传动滚筒的最大圆周力式中：KA——启动系数，取1.5。双电机驱动，胶带在驱动滚筒上的围抱角，胶带与滚筒的摩擦系数，，按不打滑条件则有计算输送机各点张力，忽略附加阻力，可得F3点张力：不满足要求，令，则有：满足要求，所以有F1=F2+FU=8200+27421.9=35621.9N（六）输送带安全系数验算，PVG680S为最小强度PVG胶带，满足要求。（七）传动滚筒选择：初定传动滚筒为2个DTⅡ（A）80A206Y（Z）直径为630mm，许用合力为80kN，许用扭矩12.0kN.m。每个传动滚筒所受合力：Fn=（FUmax+2F2min）/2=28.8kN<80kN每个传动滚筒所受扭矩：M==6.5kN.m<12.0kN.m根据计算，初选传动滚筒满足要求。（八）根据计算，运输大巷装备一部DSJ80/30/2×55型带式输送机运输煤炭，电机功率2×55kW。满足要求，技术参数如下：运输大巷带式输送机参数序号设备名称型号及参数数量1带式输送机DSJ80/30/2×55型带式输送机1带宽800mm带速2.0m/s运输能力Q=300t/h运输距离610m倾角2～3°，平均2.5°2电机YB2-250M-4型防爆电机，功率P=55kW23减速器DCY315-25，i=2524传动滚筒DTⅡ（A）80A206Y（Z）25液力耦合器YOXF45026制动器BYWZ5-315/5027逆止器NFA2528拉紧装置张紧绞车拉紧19胶带PVG680S型橡胶面整芯带，带强680N/mm1250m10保护KHT183-Z型矿用隔爆兼本安综合后备保护1三、井下辅助运输设备变更设计前辅助运输流程：地面材料、设备→副立井（2JK-3/31.5型提升机，配用电机功率280kW。）→井底车场（JD-1型调度绞车）→轨道大巷（JD-1型调度绞车）→轨道暗斜井（JYB-1.2防爆提升绞车）→采区轨道巷（JD-1型调度绞车）→回风顺槽（JD-1型调度绞车）→工作面。考虑井下大巷局部坡度较大，轨道大巷辅助运输设备由原设计的JD-1型调度绞车变更为JD-2.5型调度绞车，采区轨道巷由原设计的JD-1型调度绞车变更为JD-1.6型调度绞车，工作面回风顺槽设备由JD-1型调度绞车变更为JD-1.6型调度绞车，轨道暗斜井实际招标为JTPB-1.2×1.0P型提升绞车，参数不变，满足要求。变更后辅助运输流程如下：变更后辅助运输流程：地面材料、设备→副立井（2JK-3×1.5型提升机，配用电机功率280kW。电控型号变更为JKB/JBP-NT型）→井底车场（JD-1型调度绞车，11.4kW）→轨道大巷（JD-2.5型调度绞车，40kW）→轨道暗斜井（JTPB-1.2×1.0P防爆提升绞车，75kW）→采区轨道巷（JD-1.6型调度绞车,25kW）→回风顺槽（JD-1.6型调度绞车，25kW）→工作面。该矿支架下井，拆分后尺寸3300×1190×1600mm，重量5500kg。最大件升降选用MP16-6型平板车，名义载重16t，自重811（一）、轨道暗斜井JTPB-1.2×1.0P防爆提升绞车验算1、绞车基本参数（1）提升绞车：JTPB-1.2×1.0P卷筒个数：1卷筒直径：1200mm、宽度：1000mm最大静张力：30kN机器旋转变位质量3026.8kg（不含电机）电机型号：YBK2-315M-8，功率：75kW，转速：740r/min，电压：660V；最大速度：2.0m/s（2）提升容器：设备、材料由2辆1t平板车、材料车组列。平板车型号MP1-6A，名义载重1t，自重464kg。材料车型号MC1-6A，名义载重1t，自重494kg。该矿最重件重5500kg，最大件升降选用MP16-6型平板车，名义载重16t，自重811kg。（3）材料运输巷材料运输巷倾角α=19°，斜长L＝85m，提升长度115m。2、提升任务最大班提升量：设备材料20车/班，其它5次/班。3、工作制度年工作日330d，每天净提升时间16h。4、选型计算（1）钢丝绳型号14NAT6×7＋IWS-1770-ZZ-125-75.9。（2）提升速度的确定提升采用七阶段速度图，提升最大速度Vm=2.0m/s。车场运行速度1m/s，下料、设备循环时间T材＝234。附图：暗斜井提升系统图、提升速度和力图。（3）最大静张力验算：提材料、设备时每钩挂2车，钢丝绳最大静张力：Fj＝Z(Q+Qr)(sinα+f1cosα)+PL0(sinα+f2cosα)=2×(1000+494)(sin19°+f1cos19°)+0.759×115×(sin19°+f2cos19°)=1056kg=10.4kN＜30kN提升最重件时钢丝绳最大静张力：Fj＝Z(Q+Qr)(sinα+f1cosα)+PL0(sinα+f2cosα)=1×(5500+811)(sin19°+f1cos19°)+0.759×115×(sin19°+f2cos19°)=2185.0kg=21.4kN＜30kN满足要求。（4）钢丝绳安全系数验算提材料时钢丝绳安全系数：m=QP/Fj=125×1.214/10.4＝14.5＞6.5提升最重件时钢丝绳安全系数：m=QP/Fj=125×1.214/21.4＝7.0＞6.5满足《煤矿安全规程》第400条的规定。（5）滚筒上缠绕的钢丝绳层数验算：N=(L＋30)/(πD)＋3=(115＋30)/(3.14×1.2)＋3=42圈B/=N×(d＋ξ)＝42×(14+3)=714mmB//B=714/1000＝1层该绞车只担负物料升降任务，满足《煤矿安全规程》第419条要求。（6）电机功率计算式中：N——提升电动机估算功率，kW；Q——一次实际提升量，kg；v——最大速度，2.0m/s；η——减速器的传动效率。η=0.85；K——矿井阻力系数，矿车提升时K＝1.2；g——重力加速度，取9.81m/s2。配用YBK2-315M-8型防爆电机，功率75kW，740r/min，满足要求。（7）各阶段拖动力（按提升最重件计算）抱闸停车阶段抱闸停车开始时，a7，故拖动力为：抱闸停车终了时，a7，故拖动力为：（8）验算提升电动机容量23578.3（9）最大班作业时间平衡表：最大班作业时间T＝1.1h。最大班作业时间表序号提升种类单位每班提升量每次提升量提升次数每次时间(S)每班时间(S)1材料、设备车/班2021023423402其它次/班53171585小计3925s1.1h（10）提升绞车的供电及控制提升绞车的控制设备选用厂家配套的BPJ1-90/660型隔爆兼本质安全型成套电控及KHT121隔爆兼本安型后备保护装置。提升信号选用“KXB-2矿用声光语音报警信号”。提升信号与提升机控制系统有闭锁关系。供电电源采用单回路供电，660V电源引自采区变电所660V母线段。（二）、JD-2.5型调度绞车选型计算轨道大巷已安装1台JD-2.5型调度绞车，最大运输距离400m，最大倾角5°，选型计算如下：JD-2.5型调度绞车主要技术参数型号牵引力（kN）卷筒(m)容绳量(m)钢丝绳(mm)电机重量直径宽度直径速度型号功率(kW)电压（V）JD-2.525620580400201.25JBL-4040380/66027001、钢丝绳型号为：20NAT6×7＋FC-1670-Z-222-140。2、最大静张力：Fj＝（Q+Qr）（sinα+f1cosα）+PL0（sinα+f2cosα）=（5500+811）（sin5°+f1cos5°）+1.4×400×（sin5°+f2cos5°）=748.1kg=7.3kN<25kN，满足要求。3、钢丝绳安全系数：m＝222×1.134/7.3＝34＞6.5，满足要求。4、电机功率验算：式中：N——提升电动机估算功率，kW；Q——一次实际提升量，kg；v——提升速度，1.25m/s；η——减速器的传动效率。η=0.85；K——矿井阻力系数，K＝1.2；g——重力加速度，取9.81m/s2。配用已有电机，电机型号JBL-40，功率40kW，满足要求。（三）、JD-1.6型调度绞车选型计算采区轨道巷和回风顺槽已安装3台JD-1.6型调度绞车，每部调度绞车最大运输距离400m，最大倾角5°，选型计算如下：JD-1.6型调度绞车主要技术参数型号牵引力（kN）卷筒(m)容绳量(m)钢丝绳(mm)电机重量直径宽度直径速度型号功率(kW)电压（V）JD-1.616310400400161.2JBJL-2525380/66014701、钢丝绳型号为：16NAT6×7＋FC-1670-Z-142-89.9。2、最大静张力：Fj＝（Q+Qr）（sinα+f1cosα）+PL0（sinα+f2cosα）=（5500+811）（sin5°+f1cos5°）+0.899×400×（sin5°+f2cos5°）=700.7kg=6.9kN<16kN，满足要求。3、钢丝绳安全系数：m＝142×1.134/6.9＝23＞6.5，满足要求。4、电机功率验算：式中：N——提升电动机估算功率，kW；Q——一次实际提升量，kg；v——提升速度，1.2m/s；η——减速器的传动效率。η=0.85；K——矿井阻力系数，K＝1.2；g——重力加速度，取9.81m/s2。配用已有电机，电机型号JBJL-25，功率25kW，满足要求。

第五章采区布置及装备一、采煤方法的选择及依据矿井3号煤层采用综采放顶煤采煤方法，顶板管理方式为全部垮落法。工作面采高2.0m，放顶煤高度为4.0，采放比1：2。不作变更，维持原设计。二、回采工作面主要设备及选型根据三机配套及实际招标订购，工作面变更设备：取消两端头过渡支架，乳化液泵站采用BRW200/31.5型。变更后工作面采、装、运设备选型配备详见下表。变更后回采工作面主要机械配备序号设备名称规格型号功率电压数量1采煤机MG160/380-WD380kW1140V1台2综放支架ZF3200/16/2495架3可弯曲刮板输送机SGZ-630/2×902×90kW660V2台4转载机SZB-730/7575KW1140V1台5可伸缩胶带输送机DSJ-800/2×552×55kW660V1台6单体液压支柱DZ25-250/100400根7Π型梁3.0m100根8注液枪DZQ型6台9乳化液泵站BRW200/31.5125kW1140/660V1套10喷雾泵BPW-250/5.530kW1140/660V1台11调度绞车JD-1.625kW4台12小水泵BQW-20-507.5kW660V1台FQW15-70/k1台13注水钻机MYZ-1007.5kW660V1台14探水钻机ZDY-130022kW660V2台三、工作面顶板管理方式及液压支架工作阻力验算1、工作面顶板管理方式变更设计前工作面顶板管理采用全部垮落法，回采工作面采用ZF3200/16/24型支架支护顶板。两端头支护采用ZFG3200/16/24型过渡支架支护，两顺槽超前支护长度各为20m采用在原钢棚支护下增打DW25-250/100型单体支柱，一米一柱，超前支护的单体液压支柱要用麻绳连锁防倒。变更设计根据工作面三机配套，取消两端头过渡支架。2、液压支架工作阻力验算工作面采用90架ZF3200/16/24型液压支架进行支护。ZF3200/16/24支撑式放顶煤支架技术参数如下：型号工作阻力（kN）柱径（mm）支护高度（mm）支护宽度（mm）支护强度（MPa）拆卸后运输外形尺寸（长×宽×高）重量（不可拆重量）（t）ZF3200/16/2432001601600~240012500.575~0.663300×1190×160010.5（5.5）工作面支护强度验算：①根据矿压理论，工作面支架承受的最大压力为4-8倍采高的顶板岩石的重量，现取8倍采高的顶板岩石重量计算：F=8×h×L控×b×γ×g=8×2.0×4.15×1.25×2.7×9.8=2196KN式中：——工作面上覆8倍采高岩石所需支撑阻力；γ——上覆岩层平均容重，取2.7；h——工作面最大采高，2.0m；L控——工作面最大控顶距，4.15m；b——支架宽度，1.25m；g——重力换算单位，取9.8m/s2。②支护强度验算：ZF3200/16/24支撑式放顶煤支架额定工作阻力3200KN>2196kN。根据以上计算，可满足回采工作面顶板支护要求。四、工作面回采方向与超前关系不作变更，维持原设计。五、采煤工作面的循环数、月进度、年进度及工作面长度不作变更，维持原设计。六、回采率井田内3号煤层平均厚度为6.0m，为厚煤层，据《煤炭工业矿井设计规范》要求，设计采区回采率78%，工作面回采率取93%。不作变更，维持原设计。一、巷道断面和支护形式变更设计过前断层轨道暗斜井采用半圆拱型断面，倾角18º，长度100m，净宽3.6m，直墙高1.4m，净断面积10.13m2，料石砌碹支护（每隔40m因受F1断层影响，完整性较差，一采区顶板压力较大。为了保证巷道支护质量，确保采掘安全，将采区轨道巷、采区运输巷、采区回风巷，及首采面回风顺槽、辅助回风顺槽的支护形式变更为双钢棚加强支护，断面保持不变。为保留辅助回风顺槽、辅助进风顺槽和外切眼，作为接替工作面顺槽重复利用，对辅助回风顺槽、辅助进风顺槽和外切眼加打锚索进行加强支护。其它巷道不作变更，维持原设计。巷道断面尺寸详见断面图册。二、巷道掘进进度指标不作变更，维持原设计。三、掘进工作面个数、组数及机械设备不作变更，维持原设计。四、矿井生产时采掘比例关系、矸石率的预计不作变更，维持原设计。五、移交生产时的井巷工程量变更设计前达产时新增井巷总进尺为4471m，掘进总体积43303m3，矿井万吨掘进率为99.36m。变更设计后新增井巷总进尺为5455.4m，掘进总体积59151.06m3，矿井万吨掘进率为121.23m。表5-3-1变更前后的工程量对照表顺序名称原设计设计变更后变更原因巷道长度（m）掘进体积（m3）巷道长度（m）掘进体积（m3）1井筒工程548882154412542.49新掘回风井2井底车场及主要硐室工程7010323134322.78原设计未计算已有硐室及增加硐室长度，变更设计相应增加，增加永久避难硐室。3主要运输、回风巷道163215606147114897.42优化采区巷道布置4采区工程22213127.427388.37首采工作面增加一条顺槽，增加采区采区避难硐室等合计44715455.459151.06第六章通风与安全根据2011年12月5日晋城市煤炭工业局以晋市煤局综字【2011】679号对《晋城市煤炭工业局关于山西泽州天泰和瑞煤业有限公司3号煤层瓦斯涌出量预测》进行了批复，和瑞煤业以450kt/a产量生产3号煤层时，最大绝对瓦斯涌出量25.26m3/min，最大相对涌出量为26.69m3/t，为高瓦斯矿井。根据2012年9月山西省地质矿产研究院对3号煤层煤尘爆炸性（晋煤监检【2012】0604-MB-E1963）和煤自燃倾向性（晋煤监检【2012】0604-MR-E1963）的最新检测报告，结果：火焰长度0mm，无爆炸性；煤的自燃等级为III级，不易自燃煤层。一、通风方式与通风系统二、风井数目，位置，服务范围及服务时间不作变更，维持原设计。三、采掘工作面通风和硐室通风不作变更，维持原设计。四、变更后重新矿井风量、风压及等级孔计算不作变更，维持原设计。五、通风设施、防止漏风和降低风阻的措施不作变更，维持原设计。一、预防瓦斯爆炸措施不作变更，维持原设计。二、预防煤尘爆炸措施不作变更，维持原设计。三、矿井瓦斯抽放不作变更，维持原设计。四、预防井下火灾措施不作变更，维持原设计。五、预防井下水灾措施不作变更，维持原设计。六、顶板处理安全技术措施不作变更，维持原设计。七、矿井安全出口不作变更，维持原设计。八、自救器及安检仪器配备不作变更，维持原设计。九、矿山救护十、煤矿井下安全避险六大系统根据国家安全监管总局、国家煤矿安监局安监总煤装[2010]146号《关于建设完善煤矿井下安全避险“六大系统”的通知》和国家安全监管总局国家煤矿安监局安监总煤装〔2011〕15号《关于印发煤矿井下紧急避险系统建设管理暂行规定的通知》，煤矿需建设完善煤矿井下监测监控、人员定位、紧急避险、压风自救、供水施救和通讯联络等安全避险系统（以下简称安全避险“六大系统”），全面提升煤矿安全保障能力。（一）矿井监测监控系统设计变更前矿井装备一套KJ120N型安全生产监控系统，变更后，根据专项设计在本矿井装备一套KJF2000N型安全生产监控系统，在紧急避险设施过渡室内设氧气传感器、一氧化碳传感器各1个；生存室内设甲烷传感器、一氧化碳传感器、二氧化碳传感器、温度传感器、氧气传感器各1个；生存室外设甲烷传感器、一氧化碳传感器、二氧化碳传感器、温度传感器、氧气传感器各1个。甲烷传感器的报警浓度为≥1.0%CH4；一氧化碳传感器的报警浓度为≥0.0024%CO；二氧化碳传感器的报警浓度为≥1.0%CO2；温度传感器的报警值为≥35℃；氧气传感器的报警浓度为≥23.0%O2~≤18.5%O2之间。接入避难硐室中的矿井安全监测监控系统的传输线路在接入硐室前20m开始全段采取穿钢管措施保护，埋地敷设。（二）煤矿井下人员定位系统井下人员考勤定位监控系统由设计变更前的KJ151型变更为KJ222A型。井下作业人员管理系统主要由监控主机、监测分站（读卡器）、识别卡及传输缆线等组成。在矿井各个人员出入井口、重点区域[采区、回采工作面、掘进工作面、井底车场、中央（采区）变电所、井下水仓、水平最高点等地点]出/入口、避难硐室出入口处及内部、限制区域、巷道分支处等地点设置位置监测分站（读卡器）。实现监测携卡人员出/入井、出/入各硐室、避难硐室出/入及内部等地点的要求；并满足监测携卡人员出/入方向的要求。在每个避难硐室入口和出口及内部分别设2个监测分站（读卡器），对出、入紧急避险设施的人员进行实时监测。接入避难硐室中的井下作业人员作业人员管理系统的传输线路在接入硐室前20m开始全段采取穿钢管措施保护，埋地敷设。（三）压风自救系统矿井地面设空压机房，装备由设计变更前的两台FHOGD-90F型空气压缩机变更为两台ERC-200SAL型空气压缩机。ERC-200SAL型空气压缩机，额定排气量26.0m3/min，额定排气压力0.85MPa，配用电机功率160kW。正常生产时一台工作，一台备用；抢险救灾时两台同时工作。工作面压风由地面机房直接供给，压风管沿主立井敷设至井下，在地面、主立井、井下胶带大巷干管管径为Φ133×4型无缝钢管，轨道大巷、采区轨道巷、回风大巷和采区回风巷铺设Φ108×4型无缝钢管用于突发灾害防治时供氧。掘进和回采工作面支管按计算最大管径选取，根据计算标准管径为Φ68×3型无缝钢管。在储气罐出气管路上装设空气净化装置，当井下发生灾害时，压缩空气经空气净化装置送入井下各自救点。压风线路：地面压风机房→主立井→胶带大巷→工作面运输、回风顺槽及各掘进头。井下压风自救装置的设置：①压风自救装置ZYJ(B)设置在距采掘工作面25~40m进风侧的巷道中、放炮地点、撤离人员停留处、警戒人员站岗处，以及回风巷道有人作业处。长距离掘进巷道中，每隔50m设置一组压风自救装置，每组5~8个。井下主要大巷每隔100~200m设置一组压风自救装置。②压风自救装置安设在井下压缩空气管道上，经减压装置后，分设一定数量带阀门控制的管嘴，每个管嘴上设有塑料薄膜罩，平时卷起，用时放开罩住人体，阀门打开即可供人呼吸。③每组压风自救装置一般可设5~8个，压风自救装置的空气供给量每人不得少于0.3m3/min。（四）矿井供水施救系统矿井建有完善的防尘供水管路系统，供水施救装置ZYJ(B)与井下消防洒水系统合用一趟管路，在现有管路基础上，在避难硐室、压风自救装置处及其他人员集中地点设置供水施救装置，用于井下人员饮用水用途。对供水施救系统的用水点，经常进行检查，加强管理，不得出现跑、冒、滴、漏现象，保证阀门开关灵活。井下供水施救系统水源采用地面的饮用水，水源接自地面生活水池，自生活水池敷设一趟DN100管路至井口，在井口处与井下消防洒水管路联通，并设置切换阀门，井下发生灾情时，首先关断井下消防洒水管路阀门，打开供水施救系统阀门，完成水源的切换，满足井下人员的饮用水要求。（五）矿井通讯联络系统1、有线通讯系统通过专项设计并进行专项备案，该矿矿用调度通讯系统由设计变更前的HJK-120型变更为SH-3000DS矿用程控通讯系统，容量300门，行政、调度合一。KTJ103兼本安型数字调度机设置在矿调度楼内。在矿办公楼、任务交待室、矿灯房、地面变电所、主副井井口房及绞车房、通风机房、压风机房、爆炸材料库、地面生产系统、锅炉房、机修车间等设置电话机。通讯电缆采用HYA-0.4型市话通讯电缆，敷设方式采用沿建筑物外墙挂设方式，至风井等偏远地点采用电杆架设方式。在主副井井底车场、运输调度室、变电所、水泵房等主要机电设备硐室、井下主运输皮带转载点、移动变电站、巷道分支处和采掘工作面以及采区、水平最高点，安装电话。在井下避难硐室、井下主要水泵房、井下中央变电所和采掘工作面、爆炸时撤离人员集中地点等，必须设有直通矿调度室的电话。发生险情时，能及时通知井下人员撤离。掘进工作面距端头30m~50m范围内，应安装电话；采煤工作面距两端10m~20m范围内，应分别安设电话；采掘工作面的顺槽长度大于1000m时，在顺槽中部应安设电话。2、移动通讯系统根据专项设计，变更后新增KT162型矿用无线通讯系统。使用该系统的人员利用本系统可以随时随地用手机互相通话，用手机与调度人员进行话音联系，或者用手机拨打有线电话。井下与地面可以互相通话。本系统是提高矿井生产效率，保证矿井生产安全不可缺少的现代通讯工具。作为矿井调度交换机用户的延伸，可以满足检修人员和重要生产调度岗位移动通讯的需求，兼顾部分地面移动通讯的需求。紧急情况下，作为报警及抢险救灾的应急通讯手段。系统提供有线/无线一体化通讯平台和语音、数据等综合业务，集成话务、调度、短消息、定位等多种功能和增值业务，具有低辐射、部署快捷、升级扩容方便、终端应用成熟等特点，组网灵活，兼容性强。在地面办公楼调度中心设综合接入和基站控制器设备，地面设基站一台；井下直巷且巷道全程截面不小于7m2，手持移动电话与基站语音通讯的距离不小于100m；井下直巷且巷道全程截面不小于13m2，手持移动电话与基站语音通讯的距离不小于300m；每个井下基站可以支持的同时通话的无限终端数应不小于12部。在主副井甩车场、变电所、水泵房等主要机电设备硐室、移动变电站、避难硐室和采掘工作面以及采区、水平最高点等处设置移动电话基站，矿井配置手持机100部。3、井下广播系统根据专项设计，变更后新增KTK113型井下广播通讯系统一套，具备紧急广播功能，用于紧急通知、灾情通报。在主副井甩车场、变电所、水泵房等主要机电设备硐室、移动变电站、避难硐室和采掘工作面以及采区、水平最高点等处设置广播音箱。（六）井下紧急避险系统矿方委托中煤国际工程集团沈阳设计研究院进行紧急避险系统专项设计，设计在在副立井附近新掘一井下70人永久避难硐室，矩形断面。永久避难硐室生存室长30m，净宽4.0m，净高3.0m，面积120m2；每侧过渡室长5.0m，净宽4.0m，净高3.0m，面积20m2，避难硐室总长度54m，设计硐室避险人数为70人，硐室采用锚网喷支护。在采区运输巷和采区轨道巷之间布置一50人采区避难硐室，矩形断面。避难硐室生存室长15m，净宽4.5m，净高3.0m，面积67.5m2；每侧过渡室长3.0m，净宽4.5m，净高3.0m，面积13.5m2，避难硐室总长度28m，设计硐室避险人数为50人，硐室采用锚网喷支护。在掘进巷道距永久避难硐室超出1000m距离时，按所需避险人数补充设置临时避难硐室。避难硐室与矿井安全监测监控、人员定位、压风自救、供水施救、通讯联络等系统相连接，形成井下整体性的安全避险系统。永久避难硐室和采区避难硐室分别配备84台和60台ZYX45型隔绝式压缩氧自救器，完善了避灾路线，制定了各种应急预案，已形成井下紧急避险系统。

第七章提升、通风、排水和压缩空气设备主立井提升机电控由2JK-2.5×1.5/11.5型绞车配套电控变更为ZTKG-PLC-BPL型变频电控，其余不变，满足要求。井底煤仓给煤机由K-3型变更为GMW-3型给煤机，功率7.5kW，箕斗装载采用2.5t定重装载。副立井提升设备原设计选用2JK-3/31.5型双滚筒提升机，配用电机功率280kW，电压6kV，电控系统选用KTJ-P型电控设备。副立井提升机实际招标购买型号为2JK-3×1.5型，电控型号变更为JKB/JBP-NT型电控，其他参数不变。满足要求。根据矿井实际招标结果，主要通风机型号由设计变更前的FBCDZ-6-№19B型变更为FBCDZ№19型，电机功率2×185kW，一台工作，一台备用。虽然变更前后主要通风机主要参数基本不变，但仍有些许参数变化，需对变更后主要通风机进行验算，过程如下：一、设计依据矿井所需风量：Qk＝64m3通风容易时期风压：hmin＝1284.69Pa通风困难时期风压：hmax＝1919.12Pa二、选型验算1、确定通风机所必需的风量和负压通风机风量：Q＝KLQK＝1.05×64=67.2m³/s式中：KL—漏风系数。KL＝1.05通风机需要的风压：容易时期：Hmin＝hmin+Δh+hZ＝1284.69+196+0=1480.69Pa困难时期：Hmax＝hmax+Δh+hZ＝1919.12+196+0=2115.12Pa式中：Δh——通风设备的阻力损失。Δh＝196PahZ——矿井自然风压。Δh≈0Pa2、选择风机FBCDZ№19B型矿用防爆对旋轴流式主要通风机两台，两台通风机一台工作，一台备用。其主要技术参数如下：风机配套电动机：YBFe355S3-6；配套电机功率：2×185kW。3、确定风机工况点（1）计算风机的工作风阻系数风机网路特性曲线方程：Hmin=RminQ2=0.3279Q2Hmax=RmaxQ2=0.4684Q2（2）将网路特性曲线方程置于所选风机性能曲线上，其交点即所求工况点（见风机性能曲线图）。风机实际工况点主要通风机型号实际风压（Pa）实际风量（m3/s）效率（%）叶片安装角（°）FBCDZ№19B容易时期1547.5068.773-5°困难时期2351.7070.9840°（3）电动机选型电机功率计算根据风机的实际工况点（H、Q和η）按下式计算所匹配电机的功率：，式中：（）——通风阻力最大（最小）时期所匹配电机功率，kW；（）——通风阻力最大（最小）时期风机工作风量，m3/s；（）——风机实际最大（最小）工作风压，Pa；ηs——轴流式通风机静压工作效率，%；ηtr——传动效率，直联传动取1；Km——电机容量备用系数，取Km＝1.2。通风容易时期：QminHminNmin=Km———————=174.8kW＜370kW1000ηminηc通风困难时期：QmaxHmaxNmax=Km———————=238.2kW＜370kW1000ηmaxηc根据上式计算，可选用FBCDZ№19B型矿用防爆对旋轴流式通风机两台，风机配套电动机为YBFe355S3-6型，功率2×185kW。该风机满足矿井的通风需要。三、反风及消音通风机通过电动机反转实现反风，需反风时可确保10min之内改变巷道中风流方向，反风量大于正常风量40%。在风机扩散塔和变接头之间安装消音装置，使通风设备的噪声符合“工业企业厂界噪声标准”GB12348的有关规定。四、通风机房供电通风机房两回380V电源引自矿井工业场地变电所380V母线不同母线段，两回电源，一回工作，一回备用。风机房设低压配电室，通过低压配电柜向通风机驱动电动机、照明等配电。矿井主立井井底车场设主排水泵房，采区设采区水泵房，采区涌水经采区水泵和沿运输大巷敷设的排水管路排至主立井井底水仓，再经主排水泵和沿管子道、主立井井筒敷设的排水管路排至矿井工业场地井下水处理站。主排水设备维持原设计，采区排水设备设计变更前为两台MD46-30×6型水泵（额定流量46m3/h，额定扬程180m，功率45kW），排水管路为2趟Φ108×4型无缝钢管。根据《山西省煤矿建设标准》要求，矿方实际招标购买为三台MD46-30×7型水泵（额定流量46m3/h，额定扬程210m，功率45kW），排水管路不变，满足要求。设计变更前：选用2台FHOG210A型单螺杆风冷式空气压缩机，单台额定排气量26m3/min，额定排气压力0.85MPa，配用电机功率160kW，电压等级380V。1台工作，1台完好备用。选用2台容积为5m3变更后：矿方实际购买2台ERC-200SAL型空压机，参数不变。另外根据新的“六大系统”要求，在轨道大巷和采区轨道巷增加Φ108×4的无缝钢管1100m，在回风大巷和采区回风巷增加Φ108×4的无缝钢管1400m，在辅助回风巷铺设Φ68×3的无缝钢管1600m用来抢险救灾。

第八章地面生产系统一、原设计概述矿井原煤由主立井双钩箕斗提升出井后存入井口缓冲仓，经仓下转载皮带运至筛分楼，再经筛分楼内的ZSG2-1845双层振动筛和ZSG-1845单层振动筛两次筛分，将原煤分为+100mm大块、50~100mm中块、13～50mm小块以及-13mm末煤四个品种。大块、中块和小块经转载带式输送机进入各自的储煤场存放，末煤经转载带式属性集进入两个筒仓存放，储煤场周围设防风抑尘网，并安装防尘洒水装置，避免煤尘污染，具体要求严格执行环保规定。储煤场容量为6000t，每个筒仓容量为1