(矿井)机械化采煤升级改造补充修改设计方案书说明--毕业论文设计

PAGEPAGE2补充修改初步设计说明一、项目进展情况2008年由XXXX煤矿工程设计有限公司编制完成了XX临县XX焦煤有限公司（矿井）机械化采煤改造初步设计。XX省煤炭工业局（厅）以晋煤办基发【2008】355号文件对该项目初步设计进行了批复。在此基础上编制了完成了安全专篇设计，XX煤矿安全监察局也以晋煤监安一字【2008】351号文批准了安全专篇设计。省环保局以晋环函【2007】404号文批准了该项目环境影响报告书。与此同时，项目建设单位完成了施工单位的招标。与XX省煤炭建设监理有限公司签订了工程监理合同。质量监督已在煤炭工业吕梁地方煤矿建设工程质量监督站登记注册。鉴于此，XX省煤炭工业厅以晋煤办基发【2009】146号文批复该项目于2009年9月21日正式开工建设。二、补充修改初步设计原因一是XX省煤矿企业兼并重组工作领导组办公室与2009年12月18日对吕梁市煤矿企业兼并重组整合总体方案的请示报告进行了批复。批准临县XX焦煤有限公司重组整合临县国瑞煤业有限公司和临县湍水头镇霍家焉煤业有限公司。XX省国土资源厅于2010年6月7日给该矿颁发了采矿许可证，证号:C1400002010061220067043。批准开采4号-9号。生产能力不变，仍为90万吨/年。矿区面积增至11.7498平方公里。矿区范围由17个拐点坐标圈定。二是国家煤矿安全监察局于2010年颁发了《煤矿紧急避险系统建设管理暂行规定》。第58条规定新建、整合、技改煤矿项目安全设施设计专篇应包括煤矿井下紧急避险系统有关内容，无、不符合本规定要求的安全专篇不予通过。第59条规定新建、整合、技改煤矿没有按要求完成紧急避险系统建设的，其安全设施竣工验收不予通过。按规定必须补充井下紧急避险六大系统设计。三是该矿已经开工建设（目前停工）。实测井口坐标和设计有些误差。主斜井长度稍有增加；首采区范围内揭露煤层厚度3.8m，比设计平均厚度3.2m增加了0.6m，对采掘设备需重新计算选型；巷道掘进中根据围岩情况，对原有支护方式进行了必要的调整以及建设单位已订购部分设备，和原设计型号不一致，需进行验算等。为了便于对照审阅，补充修改初步设计内容仍按原初步设计（修改版）章节编写，有变化的章节只增加补充修改的内容。没变化的章节只列标题。需要特别指出的是：本次设计是按照原初步设计（修改版）进行补充修改。重组扩大的井田范围的资源对原初步设计的开拓，生产环节没有任何影响。因此，对东部扩大的井田资源，在后期开采时考虑。建设单位必须重新提供该部分的地质报告，作为重新编制开采设计的依据，待设计审查批准，各项手续办理齐全并经验收后，方可继续后期生产工作。前言一、补充参改设计编制依据(一)XX省国土资源厅2010年6月7日颁发的采矿许可证。证号；C1400002010061220067043。（二）晋煤重组办发[2009]120号关于吕梁市临县焉头煤业有限公司等，两处煤矿企业重组整合方案的批复。（三）XX省煤炭工业局综合测试中心2011年6月3日对该矿5#煤层的鉴定报告。（四）国家煤矿安监局颁发的煤矿井下紧急避险系统建设管理暂行规定。（五）晋煤办发[2011]年度矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复。（六）XX焦煤有限公司煤矿提供的5号煤层采掘工程平面图及井下首采面揭煤厚度和部分机械设备订货资料。（七）项目修改补充设计委托书。二、修改补充设计的主要特点XX焦煤有限公司煤矿建设规模0.90Mt/a。利用原有的工业场地和原主立井改做专用回风井。补建一个主斜井，一个副斜井，实行斜井开拓方式。主斜井装备强力带式输送机提煤，并做进风和安全出口。副斜井装备单钩绞车，铺单轨，轨型30Kg/m，升降综采支架、材料、人员和主要进风和安全出口任务。井下煤炭运输采用带式输送机一条龙系统，回采工作面的原煤由顺槽巷带式输送机运到上(下)山胶带机上，再转运至井底煤仓，闸门装入主斜井带式输送机上提至地面上仓胶带转运至生产系统筒仓。系统简单,环节紧凑，提升潜力大，用人少，安全性高。井下辅助运输采用600mm轨距，30kg/m轨型轨道运输系统。大巷或上(下山)采用无极绳连续牵引绞车牵引1t系列普通矿车，顺槽巷采用调度绞车牵引1t系列矿车，系统简单、操作方便、管理容易、安全可靠。采煤方法采用走向长壁综机一次采全高，全部垮落管理顶板，资源回收率大大提升，选用MG300-730-WD1型双滚筒采煤机，电动功率730kw,采高2.0～4.0。支护选用ZZS6000/20/40型四柱支撑掩护式液压支架，支撑高度2.0～4.0。安全性大大提高。工作面运输选用SGZ-764/320型可弯曲刮板输送机，电机功率2×160kw，输送能力700t/h，配套SZZ-764/200型转载机，电机配YBSD200/100-4/8Y型双速功率200kw，小时运量900t，自带配套ZY1100迈步自移一套。破碎机PLM1500型。破碎能力1500t/h，配YBSD-200/100-4/8Y型双速电机，功率200KW,电压1140V。顺槽运输选用DSJ-1000/125型可伸缩带式输送机，带宽1m，运量630t/h，电机功率125kw。回采工作面配BRW316/31.5型乳化液泵站，电动机功率75KW。公称流量315L/Min，公称压力10MPa。外型尺寸1900*1080*900.总重900，配BPW315/10型喷雾泵站。掘进面各配置一套EBZ-132型煤巷掘进机，配JZP-100型转载机和SSJ-650/40型可伸缩带式输送机，电机功率40kw，运输能力100t/h,运距1000m.实现快速掘进。矿井采用中央并列式通风系统，机械抽出式通风方式。一对斜井进风，回风立井专门回风。选择2台FBCDZ-8-№24C型防爆对旋轴流式通风机，一用一备，双回电源，风流稳定，安全性高。回采工作面采用U型全负压通风系统，掘进工作面采用局部通风机独立通风，设有瓦斯电闭锁装置。双风机，双电源，带电备用。矿井正常涌水量67m3/h,最大涌水量110m3/h，选择D85-45×5型多级离心水泵3台，一台工作，一台备用，电机功率90kw，双回路供电，保证安全，同时布置两趟φ150mm无缝钢管排水管路,一工一备。最大涌水量时，两趟管路同时工作，按“煤矿安全规程井下配设了KJ-78N型监测监控系统和计算机管理系统,提高了矿井现代化管理水平。配设了KT105型无线通讯系统。JFY-2010-G型煤矿应急广播系统，KJ278型人员定位系统。补充了紧急避险硐室和可移动救生舱。建井工期自2011年10月至2013年6月31日，共21个月。三、存在的主要问题再次强调本次补充修改初步设计没有涉及重组整合部分资源开拓开采问题。建设单位必须在后期开采该部分资源前提供该部分资源的地质报告，供编制设计之用。待设计审批，一切手续办理齐全，经审查批准后，才可进行后期生产工作。第一章井田概况及地质特征第一节井田概况与本矿相邻的煤矿有3个，均为小型矿井，开采面积不大。相邻矿井位置见图1-1-1。东南部为双扶煤矿；南部为东风煤矿；西南部为焉头煤矿。以上三个矿井所开采煤层与XX矿没有压荐关系。也没有古窑与小煤窑破坏性影响。第二节地质特征该节内容没变化。第二章井田开拓与开采第一节井田境界及可采储量一、井田境界根据XX省国土资源厅2010年6月7日颁发的采矿许可证(证号C1400002010061220067043)，批准开采4#—9#煤层。井田范围由9个拐点坐标变为17个拐点坐标连线圈定。拐点坐标见表2-1-1。表2-1-1XX煤矿矿区范围拐点坐标点号X坐标Y坐标14182131.6519501409.5524181621.6619504249.5834182506.6719505828.5944182201.6719506429.5954181451.6619505684.5964181515.6619505089.5874181201.6519505209.5984180666.6519505172.5994180533.6519505022.59104180153.6519505001.59114179101.6419504429.59124178944.6319503693.58134179120.6319503320.58144179157.6319502715.57154179189.6319502198.57164179193.6319501882.57174180401.6319500479.55井田呈不规则多边形，东西平均长约4.0Km，南北宽约3.00Km，井田面积11.7498平方公里。本次设计不考虑后期，所以资源/储量没有变化。第二节矿井设计生产能力及服务年限该节内容没有变化第三节井田开拓按建设单位提供的重组整合的5号煤层采掘工程平面图，将原初步设计井田5，9号煤层开拓方案（推荐方案）复制在该平面图上见图2-3-1,2-3-2。第四节井筒一、井筒用途、布置及装备矿井移交生产，共布置三个井筒，即主斜井、副斜井、回风立井(利用原有主立井)。（一）主斜井井筒净宽4.0m，净断面12.68㎡,倾角16°30′，斜长980.0m，装备强力带式输送机，担负全矿井提煤和部分进风的任务。井筒为锚喷。井口段混凝土砌碹。根据实测，井口坐标X=4179529.042，Y=19502892.616井口标高=991.295m。（二）副斜井井筒净宽3.6m，净断面10.85㎡,倾角23°，斜长690.0m，装备单钩串车及扶手、台阶，担负矿井人员升降、下大件设备、部分进风的任务和安全出口。井筒为锚喷。根据实测，井口X=4179536.423Y=19502932.331井口标高991.688（三）回风立井回风立井没有变化。井筒特征见表2-4-1。表2-4-1井筒特征表序号井筒名称项目主斜井副斜井回风立井1井口坐标54X(m)4179529.0424179536.4234179917.640Y(m)19502892.61619502932.33119503105.67080X(m)4179480.6764179488.0574179869.098Y(m)1950282290419503035.2432井筒标高(m)991.295991.688980.233井筒倾角(m)16°30′23°90°4井筒方位角(度)180°180°5井筒直径或宽度(m)净4.03.6φ4.5掘4.23.8φ5.16井筒断面净(㎡)12.6810.8515.9掘(㎡)13.6（17.3）11.8（14.6）20.437支护方式表土段混凝土混凝土料石基岩段锚喷锚喷8支护厚度(mm)表土段450400300基岩段1001009第一水平标高(m)805838.2落底标高(m)724.310垂深(m)142.811斜长(m)98069012第二水平标高(m)711711771.213井筒装备夹钢芯强力胶带输送机检修道单钩串车台阶扶手梯子间专用回风14备注新建新建已有第五节井底车场及硐室为保证主变电所、主排水泵房及管子道避开老巷，主排水泵房、主变电所各加长20m.主排水泵房道长度更改为40.34m，变电所通道长度更改为33m，水仓通道长度更改为37.718m。管子道长度更改为51.55m。第三章大巷运输及设备第一节运输方式的选择该节内容没变化第二节矿车井下采用MGC1.1-6A型1tU型厢式矿车运输矸石，利用MPC25-6型25t重型平板车下放液压支架,采用MP3-6型3t平板车放置综采工作面设备，采用MP1-6A型1t平板车和MC1-6A型1t材料车运送其他设备和部分材料，选用XRC15-6/6型人车运送人员。每列3节。各种矿车规格特征见表3-2-1。山西临县裕民焦煤有限公司（矿井）机械化采煤升级改造补充修改初步设计说明表3-2-1矿车规格特征数量表序号名称型号容积(m3)名义载重(t)最大载重(t)轨距(mm)轴距(mm)自垂(kg)外形尺寸(mm)(长×宽×高)数量备注11tU型车MGC1.1-6A1.11.06005505922000×880×115066已有21t平板车MP1-6A1.02.06005504642000×880×41010已有3材料车MC1-6A1.02.06005504942000×880×115012已有4斜井人车XRC15-6/66003200车1750、挂车19034970×1200×14741列新购一头二尾53t平板车MP3-63.06008353410×1520×4808新购6重型平板车MPC25-612527600110010302500×1500×34010新购合计116/1列山西临县裕民焦煤有限公司（矿井）机械化采煤升级改造补充修改初步设计说明第三节大巷胶带机验算一、大巷带式输送机建设单位实际订货设备型号为DTL100/63/2315带式输送机。带宽1000mm。运输能力630t/h。防爆电机型号YB2355L2-4.电机功率315KW，2台。钢丝绳芯阻燃胶带ST=2000，采用液压自动张紧ZYL500J，机头拉紧，张紧行程大于8m二、辅助运输设备建设单位已定货1台JWB132型无极绳绞车。电机功率132KW，电压等级660/1140V最大牵引力120KN无级变速调速方式。牵引速度0.1～1.7m/s，梭车容绳量600-1200m，绳径24mm，单滚筒抛物线型，直径1200mm，机械重锤式张紧，电液和手闸双制动。外型尺寸（长宽高）3234×2350×1931mm。经验算可以满足运输要求。第四章采区布置及装备第一节采煤方法一、工作面采煤、装煤、运输方式及设备选型（一）综采工作面的采、装、运、支工序全部机械化。据目前综采的发展趋势，设计高产高效的综采面要求加大工作面的长度，加大截深，选用能切割硬煤的特大功率采煤机，提高采煤的切割速度，相应要求提高移架速度，与大运量的重型可弯曲刮板输送机相匹配，加强端头支护，采用长距离顺槽胶带输送机。针对上述要求，对于综采系统设计考虑了以下原则：1．机械设备的选择首先满足技术先进，生产可靠，提高综采设备的开机率，达到高产高效。同时各设备间要相互配套，保证运输畅通，并增加运输环节的缓冲能力，以期达到采运平衡，最大限度地发挥综采优势。2．为综采工作面创造快速连续开采的条件，加大工作面推进长度，减少搬家次数，并保证快速搬家。同时做到采准工作快，增大巷道断面特别是顺槽断面，利用顶板完整，煤层坚硬的条件，采用树脂锚杆支护，以提高掘进速度，保证工作面的接替要求。3．对辅助运输系统，要求系统简单、环节少，把工作人员快速方便地运送至工作地点，作为提高工作面生产能力的一个重要因数考虑，并在巷道布置上加以保证。（二）工作面主要设备1.采煤机由于首采区，首采面5号煤层实际揭露厚度为3.8m，原设计选用的MG300/730-WD1型采煤机不能满足开采要求。建设单位已定货1台MG300/730-WD1型电牵引采煤机，可以满足回采要求。主要技术特征见表4-1-1。该采煤机可以满足5号煤层的开采要求。表4-1-1采煤机技术特征表型号开采厚度(㎜)型号滚筒直径(㎜/个)截深(㎜)牵引型式机面高度(㎜)重量t电机功率(kw)MG300/730-WD12000～38002000630交流液压牵引、无链139067302352．工作面可弯曲刮板运输机工作面刮板运输机选型一是运输能力和采煤机生产能力相匹配。二是外型尺寸和牵引方式与采煤机一致。三是运输机长度和工作面长度一致。根据以上三条要求，设计选用SGZ-764/320可弯曲刮板运输机。技术特征见下表4-1-2。表4-1-2可弯曲刮板输送机技术特征表型号铺设长度m输送能力t/h刮板链速m/s中部槽规格(长×宽×高)(㎜)电机功率kw电压等级(v)备注SGZ-764/3201507000.951500×764-222160×266011403．液压支架液压支架是综合机械化采煤的关键设备之一，选择是否合理、合适，直接关系到生产和安全。5#煤层顶板为泥岩或者砂质泥岩，底板为砂质泥岩，，为Ⅱ级二类顶板，可选用支撑掩护式支架，其顶板荷载可按我国经验公式P=M×r×n×10-2/(k-1)计算。式中：P——支架单位面积上的荷载(MPa)M——煤层开采厚度m，取3.8r——顶板岩石容重(t/m3)取2.7t/m3n——支架受力不均衡系数，取2k——顶板岩石破碎膨胀系数，取1.3将以上数据代入公式，则P=0.6840Mpa。本设计选择ZZ6000/20/40型四柱支撑掩护式液压支架，其特征见表4-表4-型号工作阻力(KN)初撑力(KN)支护高度(m)支护宽度(mm)支护强度(MPa)移架步距(mm)泵站工作压力(MPa)支架重(t)ZZ6000/20/40600052092.0～4.015000.8975031.424支架支护强度0.89MPa，大于计算的0.6840MPa，可以满足使用要求。端头支架选用ZZD6000型支架，支护高度2.0-4.0m，重量25t/架，机头机尾共4架。工作面顺槽超前支护采用DZ31.5-25/110型单体液压支柱。HDL-3000型π型梁，一梁三柱，超前支护距离20m。必须架设在实底上，并留设安全出口。满足开采要求。4．顺槽可伸缩胶带输送机顺槽胶带输送机应与工作面顺槽长度相适应，铺设长度需1000m左右，小时运量和工作面生产能力相匹配。工作面运输能力500t/h时，按1.2的系数，则胶带机运输能力为600t/h胶带机宽式中：B——带宽mK——货载截面系数B=30°时，k=458R——货载散容重,取1t/m3C——输送机倾角系数a=0-10°，C=1V——带速,取2m建设单位已定货1台DSJ-1000/632×110型可伸缩带式输送机。其特征见表4-表4-型号输送能力(t/h)运距(m)带速(m/s)带宽(mm)电机功率(kw)电压(v)DSJ-100/63/2×11063010002.010002×110660～1140运量富余系数1.32>1.2，带宽B=1000>655mm的最小宽度要求，带式输送机机长1000m长度满足要求5．顺槽转载机转载机的生产能力应和工作面、顺槽带式输送机等设备相一致，工作面最大生产能力455t/h，建设单位已定货1台SZZ764/200型转载机，可以满足生产要求。转载机特征见表4-表4-型号出厂长度M运输能力t/h链速（m/s）电机功率kw电压v外形尺寸质量t型号SZZ-764/2005010001.30200660～11401500×764×22217.5二、工作面长度及年推进度工作面的产量和效率是随着工作面长度的增加而提高，加大工作面长度不仅减少了准备和回采的工程量，而且也相对减少了端头、进刀等辅助作业时间，保证工作面高产高效；推进长度的提高，减少了搬家倒面次数，为工作面连续稳定高产创造了条件。根据本井田煤层赋存条件,结合煤矿开采技术装备水平及工作面产量要求,设计确定5号煤层回采工作面长度为150m,采高3.80m，每日6个循环，循环进度0.630mB=330×6×0.630×0.90=1122.66采区巷道机械设备配备见采掘机械配备表4-1-6。表4-1-6采区巷道机械设备配备见采掘机械配备第二节采区布置一、移交和达到设计能力时的采区数目、位置和工作面生产能力计算（一）矿井达到设计产量时，布置一个采区，一个综采工作面，两个综掘工作面，采掘比为1：2，回采工作面长150m（二）回采工作面能力计算：工作面生产能力Q=B×L×M×r×c=1122.66×150×3.80×1.4×0.93=833171t/a式中：Q——工作面生产能力(t/a)L——工作面长度，取150B——工作面年推进度，取1M——采高(m)，按煤层厚3.80r——煤的实体容重(1.4t/m3)c——工作面回采率，取0.93工作面特征见表4-2-1。表4-2-1工作面特征表采区名称煤层号工作面装备采高m工作面长m年推进度生产能力Mt/a北一（5101）双滚筒采煤机支撑掩护式液压支架可弯曲刮板机可伸缩胶带机转载机MG300/730-WD1ZZ6000/20/40SGZ-764/320DSJ-100/2×110SZZ-764/2003.801501122.660.83全矿回采产量0.83Mt/a，加上8%的掘进煤产量0.070Mt/a，则全矿井产量为0.90Mt/a。满足矿井0.90Mt/a的生产能力。第三节巷道掘进一、巷道断面及支护形式一采区首采工作面垂直大巷(上山)布置二条顺槽，带式输送机顺槽和轨道顺槽均为矩形，锚杆支护。树脂锚杆，长2.0m,直径Φ14三花布置，间排距800mm，每米架设锚杆11根，迂到顶板破碎时，可增打锚索加固。工作面采用U型全负压通风方式。轨道上(下)山巷，沿5号煤层底板和带式输送机上(下)山平行布置，间距35m。根据运输，行人和通风要求S净=14.72m2净宽4.6m净高3.2m为矩形，锚喷支护，喷厚100mm。带式输送机上（下）山、回风上(下)山巷亦为矩形，S净=12.6m2净宽4.2m净高3.0m,锚喷支护，喷厚100mm。树脂锚杆，长1.8m,直径Φ14mm三花布置，间排距800mm，每米架设锚杆12根。二、掘进工作面组数及机械设备配备达到设计生产能力时，安排综掘工作面二个。综掘面各配备EBZ-132型煤巷掘进机，SZB-730/40型转载机和SSJ-650/22×2型带式输送机。MQT-120型气动锚杆钻机，安Ⅳ型混凝土搅拌机，PZ-8型湿式混凝土喷射机。为保证巷道方向，并配备激光导向仪。上(下)山巷道采用矩形断面、锚喷支护。喷厚100mm，顺槽巷道采用矩形，锚杆支护间排距800mm。迂到顶板破碎时，可增打锚索加固，锚索深入岩层1.2m以上。锚杆打眼安装钻机型号为MQT120，气动。无极绳绞车型号为JWB132型，电机车功率132KW。三、矿井移交生产时井巷工程量巷道总长度13304.2m，其中井筒表土段长1560.2m岩石巷长207m煤巷长10681m万吨掘进率147.8m。掘进总体积176187.6m3，其中：表土1992.3m3岩巷26899.9m3。详见矿井移交生产时工程量汇总表4-3-1。表4-3-1矿井移交生产时工程量汇总第五章通风与安全第一节概况一、瓦斯根据XX省煤炭厅晋煤颁发[2011]270号关于吕梁市2010年度矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出鉴定结果的批复：临县XX煤焦有限公司（基建中）绝对瓦斯涌出量0.45m3/min，二氧化碳绝对涌出量0.94m3/min。矿井总回风量1326m3/min。矿井瓦斯涌出量：本矿相邻有红罗坪、霍家焉、双扶、车风焉头、卧牛沟六个煤矿，5个矿开采5号煤，一个矿开采9号煤，均为低瓦斯矿井。本井田共采样4个，5#、8#煤各一个，9#二个。5#煤层瓦斯含量6.32ml/g瓦斯成分以N2为主，占98.4％。属二氧化碳—氮气带。8#煤层瓦斯含量为6.4ml/g，CH4占98.4％，为沼气带。9#煤层瓦斯含量为6.39ml/g～10.93ml/g，CH4占90％，为沼气带。按照XX省安全生产监督管理局晋安监煤字[2007]77号文，XX焦煤有限公司2006年度矿井瓦斯绝对涌出量为0.53m3/min,相对涌出量为1.90m3/t。二氧化碳绝对涌出量0.69m3/min,相对涌出量2.48m3根据地质报告提供，钻孔加深365m，地温增加了15º，地温梯度4.1℃/100m。(>3℃/100m)属地温异常区。9号煤层底板460m,最高地温估算为36.8，所以将来开采9#煤层时应采取降温措施，二、煤尘根据XX省煤炭工业局综合测试中心2011年6月3号鉴定报告5，8，9号煤尘均具有爆炸性。三、煤的自燃根据XX省煤炭工业局综合测试中心鉴定报告，井田内5、8、9号煤层自燃倾向性等级Ⅱ级及自燃等级8号煤层自燃倾向性等级为容易自燃，煤层自燃倾向性等级见表5-1-2表5-1-2XX煤层号采样点吸氧量（Cm3/g）自燃倾向性自燃倾向等级测试时间5#XX矿0.6175自燃Ⅱ2011年6月8#XX矿0.6958容易自燃Ⅰ2006年6月9#XX矿0.6311自燃Ⅱ2006年6月第二节矿井通风一、矿井风量、风压及等积孔计算（一）矿井风量计算根据国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局2006年颁发的《煤矿安全规程》第103条规定,矿井需要的风量应按下列要求分别计算，并选取其中最大值：1．按井下工作的最多人数计算Q矿井=4×N×K式中：Q矿井：——矿井总供风量m3/minN——矿井井下同时工作的最多人数，人K——矿井内部漏风系数，取1.20则Q矿井=4×185×1.20=888m3/min2．按采煤、掘进、硐室和其他用风地点风量总和计算：Q矿井=(ΣQ采＋ΣQ掘＋ΣQ硐＋ΣQ其他)×K式中：Q矿井——矿井总供风量m3/minΣQ采——回采工作面所需风量之和ΣQ掘——掘进工作面所需风量之和ΣQ硐——独立通风硐室所需风量之和ΣQ其他——其他用风地点所需风量之和K——矿井内部漏风系数，取1.201）ΣQ采的确定：①按瓦斯涌出量计算：Q采=100×g采掘×Kc回采瓦斯相对涌出量仍按1.9m3/tq掘=（2591×1.9）÷(60×24)=3.42Q采=100×3.42×1.6=547.2Kc取1.6②按二氧化碳涌出量计算：Q采：67×q采×Kc回采二氧化碳相对涌出量为2.48m3/min，二氧化碳绝对涌出量为q掘=（2591×2.48）÷(60×24)=4.46m3Kc=1.6Q采=67×4.46×1.6=478.1(m3/min)。③按工作面气象条件计算Q采=60×70％×Vc×Sc×Kich×KcVc取1.8Sc为19.8Kich取1.2Kc取1.1代入公式：Q采=60×1.8×70％×19.8×1.2×1.1=1975.9m3/min④按工作面人数计算：Q采=4ncnc=52代入公式：Q采=4×52=208m3/min按以上计算结果取最大值Q采=1975.9m3/min按风速验算：工作面最低风速0.25m/s，最高风速4m/s。Q采应满足15×19.8≤Q采≤240×19.8，即297.0≤1975.9≤4752，满足煤矿安全规程规定。备用工作面风量按Q采的50%计算Q备=1975.9×0.5=988.0m3/min，ΣQ采=Q采＋Q备=1975.9+988.0=2）ΣQ掘的确定①按瓦斯涌出量计算，ΣQ掘=100×g掘×Kdg掘=（136.4×1.9）÷(24×60)=0.18mKb取2代入公式：ΣQ掘=100×0.18×2=36m3/min②按炸药使用量计算Q掘=25×A掘进面一次爆破的最大炸药量，取8Kg代入公式：Q掘=25×8=200m3/min③按局部通风机吸风量计算，Q掘=Q扇×Ii+60×0.25Sj选KDF6.3/15×5型局部通风机，额定风量取380m3/minIi——1台工作Si——为1代入公式：Q掘=380×1+60×0.25×14.0=590.0m3/min④按同时工作人数计算Q掘=4×njnj为24人代入公式：Q掘=4×24=96m3/min按以上计算结果取最大值，Q掘=590m3/min按风速验算，应满足15Sj≤Q掘≤240×Sj，代入值15×14.0=210≤590≤240×14.0=3360，满足煤矿安全规程规定。共两个掘进工作面Q掘合=590×2=1180m3/min按掘进进行停产不停风要求Q掘备=1180×0.5=590m3/minΣQ掘=Q掘合＋Q掘备=1180+590=1770m3/min3）ΣQ硐的确定按经验，爆炸材料发放硐室风量为120m3/min，采区变电所风量取120m3/min，所以ΣQ硐=240m3/min。4）ΣQ其他的确定其他用风地点的风量，按以上需风量之和的5%计算。则ΣQ其他=(2963.9+1770.0+240.0)×5%=249.0m3/min。Q矿井=(2963.9+1770.0+240.0+249)×1.20=6267.5m3/min=104.5m综合以上计算结果，矿井总进风量取整数为105m3/s矿井总风量按井下各用风地点需风量井下分配，矿井分配如下：综采工作面：35m3/s掘进工作面：20m3/s爆炸材料发放硐室3m3/s,采区变电所3m3/s其他巷道：16m3/s，备用工作面风28m其中主斜井进风40m3/s副斜井进风65m3/s（二）矿井通风风压及等积孔计算1．负压计算当风量分配到用风地点后，选择矿井达产时通风最容易和最困难的两个时期通风阻力最大的风路分别进行阻力计算，其计算公式如下：H=aPLQ2/S3式中：H——矿井阻力；Pa；a——摩擦阻力系数，Ns2/m4；P——井巷净断面周长，m；L——井巷长度，m；Q——通过井巷的风量，m3/s；S——井巷净断面面积，m2。局部阻力系数取0.15。经计算,达到设计产量时,矿井最小负压1490.95Pa,最大负压2Pa。详见矿井负压计算表5-2-1、5-2-2。②等积孔计算根据公式计算等积孔式中：Ａ——等积孔，m2Ｑ——矿井总风量，m3/sh——矿井负压,Pa经计算，矿井通风容易时期等积孔为3.24m2,通风困难时期等积孔为2.55m2,矿井通风难易程度属容易。山西临县裕民焦煤有限公司（矿井）机械化采煤升级改造补充修改初步设计说明表5-2-1矿井通风容易时期负压计算表序号井巷名称支护形式

及巷道种类摩阻系数

α

N·s2/m4巷道长度

L(m)断面净周长

P(m)净断面

S(m2)S3(m2)3R(Kμ）风量

Q（m3/s)Q2（m3/s)2阻力（风压）

H(Pa)风速

V(m/s)1副斜井锚喷0.012459.512.811.571548.820.0456654225192.535.622车场巷道锚喷0.0122601614.723189.510.015765422566.134.423车场巷道锚喷0.0121401614.723189.510.008461372131.364.144轨道下山锚喷0.01222013.412.62000.380.017740160028.303.175轨道下山锚喷0.012100013.412.62000.380.0804462116170.093.656轨道下山锚喷0.01215013.412.62000.380.012140160019.293.177轨道下山锚喷0.0128013.412.62000.380.00643612968.332.868运输顺槽锚杆0.0153513.412.62000.380.0035298412.962.309运输顺槽锚杆0.015128013.412.62000.380.1286351225157.552.7810回采工作面液压支架0.0351501819.87762.390.012235122514.911.7711回风顺槽锚杆0.012121013.412.62000.380.0973351225119.152.7812回风下山锚喷0.01218013.412.62000.380.014544193628.013.4913回风下山锚喷0.012138013.412.62000.380.1109472209245.053.7314回风联络巷锚喷0.0127013.412.62000.380.005653280915.814.2111回风大巷锚喷0.0122351614.723189.510.014110511025155.967.1312回风立井料石碹0.0065162.814.1415.94019.680.00371051102541.046.60小计1296.48局部阻力A＝=3.24194.47合计1490.95表5-2-2矿井通风困难时期负压计算表序号井巷名称支护形式

及巷道种类摩阻系数

α

N·s2/m4巷道长度

L(m)断面净周长

P(m)净断面

S(m2)S3(m2)3R(Kμ）风量

Q（m3/s)Q2（m3/s)2阻力（风压）

H(Pa)风速

V(m/s)1副斜井锚喷0.01270112.811.571548.820.0695654225293.725.622车场巷道锚喷0.0124001614.723189.510.0241654225101.734.423轨道下山锚喷0.012220013.412.62000.380.1768613721658.054.844轨道下山锚喷0.01215013.412.62000.380.012140160019.293.175进风斜巷锚喷0.0123313.412.62000.380.00274621165.613.656运输顺槽锚杆0.015115013.412.62000.380.1156351225141.552.787回采工作面液压支架0.0351501819.87762.390.012235122514.911.778回风顺槽锚杆0.012111513.412.62000.380.0896351225109.802.789回风斜巷锚喷0.0123313.412.62000.380.00274419365.143.4910回风下山锚喷0.01218013.412.62000.380.014547220931.963.7311回风下山锚喷0.012220013.412.62000.380.1768532809496.764.2112回风大巷锚喷0.0122351614.723189.510.014110511025155.967.1313回风立井料石碹0.006523514.1415.94019.680.00541051102559.246.60小计2093.73局部阻力（15%）A＝=2.55314.06合计2407.79山西临县裕民焦煤有限公司（矿井）机械化采煤升级改造补充修改初步设计说明PAGEPAGE34第三节灾害预防一、安全避险“六大系统”根据《国家安全监督总局关于印发金属非金属地下矿山安全避险“六大系统”安装使用和监督检查暂行规定的通知》（安监总管一【2010】168号），在井下设置安全避险“六大系统”。（一）监测监控系统矿井安装一套KJ78N型安全生产监测监控系统，该系统功能齐全、运行良好。（二）井下人员定位系统建设单位已安装KJ278型井下人员定位系统一套，当事故发生时，救援人员也可根据井下人员定位系统所提供的数据、图形，迅速了解有关人员的位置情况，及时采取相应的救援措施，提高应急救援工作的效率。（三）紧急避险系统1．井下紧急避险设施是指在井下发生灾害事故时，为无法及时撤离的遇险人员提供生命保障的密闭空间。该设施对外能够抵御高温烟气，隔绝有毒有害气体，对内提供氧气、食物、水，去除有毒有害气体，创造生存基本条件，为应急救援创造条件、赢得时间。紧急避险设施主要包括永久避难硐室、临时避难硐室、可移动式救生舱。1）永久避难硐室设置在井底车场、水平大巷、采区（盘区）避灾路线上，具有紧急避险功能的井下专用巷道硐室，服务于整个矿井、水平或采区，服务年限一般不低于5年。2）临时避难硐室设置在采掘区域或采区避灾路线上，具有紧急避险功能的井下专用巷道硐室，主要服务于采掘工作面及其附近区域，服务年限一般不大于5年。（1）避难硐室应布置在稳定的岩层中，避开地质构造带、高温带、应力异常区以及透水危险区。前后20米范围内巷道应采用不燃性材料支护，且顶板完整、支护完好，符合安全出口的要求。特殊情况下确需布置在煤层中时，应有控制瓦斯涌出和防止瓦斯积聚、煤层自燃的措施。永久避难硐室应确保在服务期间不受采动影响，临时避难硐室应在服务期间避免受采动损害。（2）避难硐室应采用向外开启的两道门结构。外侧第一道门采用既能抵挡一定强度的冲击波，又能阻挡有毒有害气体的防护密闭门；第二道门采用能阻挡有毒有害气体的密闭门。两道门之间为过渡室，密闭门之内为避险生存室。防护密闭门上设观察窗，门墙设单向排水管和单向排气管，排水管和排气管应加装手动阀门。过渡室内应设压缩空气幕和压气喷淋装置。永久避难硐室过渡室的净面积应不小于3.0米2；临时避难硐室不小于2.0米2。生存室的宽度不得小于2.0米，长度根据设计的额定避险人数以及内配装备情况确定。生存室内设置不少于两趟单向排气管和一趟单向排水管，排水管和排气管应加装手动阀门。永久避难硐室生存室的净高不低于2.0米，每人应有不低于1.0米2的有效使用面积，设计额定避险人数不少于20人，宜不多于100人。临时避难硐室生存室的净高不低于1.85米，每人应有不低于0.9米2的有效使用面积，设计额定避险人数不少于10人，不多于40人。（3）避难硐室防护密闭门抗冲击压力不低于0.3兆帕，应有足够的气密性，密封可靠、开闭灵活。门墙周边掏槽，深度不小于0.2米，墙体用强度不低于C30的混凝土浇筑，并与岩（煤）体接实，保证足够的气密性。利用可移动式救生舱的过渡舱作为临时避难硐室的过渡室时，过渡舱外侧门框宽度应不小于0.3米，安装时在门框上整体灌注混凝土墙体，四周掏槽深度、墙体强度及密封性能要求不低于防护密闭门的安装要求。（4）采用锚喷、砌碹等方式支护，支护材料应阻燃、抗静电、耐高温、耐腐蚀，顶板和墙壁的颜色宜为浅色。硐室地面高于巷道底板不小于0.2米。（5）接入避难硐室的矿井压风、供水、监测监控、人员定位、通讯和供电系统的各种管线在接入硐室前应采取保护措施。避难硐室内宜加配无线电话或应急通讯设施。（6）避难硐室施工中应加强工程管理和过程控制，确保施工质量。3）可移动式救生舱可通过牵引、吊装等方式实现移动，适应井下采掘作业地点变化要求的避险设施。（1）救生舱设在距离采掘工作面1000m范围内。共设4套，每套容纳20人。（2）救生舱应具备过渡舱结构，不设过渡舱时应有防止避险人员进入救生舱内时有害气体侵入的技术措施。过渡舱的净面积应不小于3.0米2，内设压缩空气幕、压气喷淋装置及单向排气阀。生存舱提供的有效生存空间应不小于每人0.8米3，应设有观察窗和不少于2个单向排气阀。（3）救生舱应具有足够的强度和气密性。舱体抗冲击压力不低于0.3兆帕。在+500±20帕压力下，泄压速率应不大于350±20帕/小时；舱内气压应始终保持高于外界气压100～500帕，且能根据实际情况进行调节。（4）在安装救生舱的位置前后20米范围内煤（岩）层稳定，采用不燃性材料支护，通风良好，无积水和杂物堆积，满足安全出口的要求，不得影响矿井正常生产和通风。2．所有井工煤矿应为入井人员配备额定防护时间不低于30分钟的自救器，入井人员应随身携带。3．紧急避险设施应具备安全防护、氧气供给保障、有害气体去除、环境监测、通讯、照明、人员生存保障等基本功能，在无任何外界支持的情况下额定防护时间不低于96小时。4．矿井应在距离采掘工作面1000米范围内建设避难硐室或设置可移动式救生舱。5．紧急避险设施应与矿井安全监测监控、人员定位、压风自救、供水施救、通信联络等系统相连接，形成井下整体性的安全避险系统。（四）压风自救系统主、副井工业场地（扩建）设置压缩空气站，站内选用OGLC132A-25.0/0.7型单螺杆压风管为无缝钢管，规格ø108×4风冷型空气压缩机二台，井下设有完备的压缩空气管路，接入避难硐室。（五）供水施救系统井下设有完备的消防洒水管路，接入避难硐室。水源取自矿井生活用水水池。（六）井下通信联络系统矿井设置一套KT105A型无线通讯系统。安装一套SH-3000D型有线通讯系统。安装一套JFY-2010-G型煤矿应急广播系统。第六章提升、通风、排水及压缩空气设备第一节提升设备一、副斜井提升机副井提升设备担负全矿上下人员、下放最重件、升降设备、材料等辅助提升任务。设备型号：建设单位已订货一套JK-3/20E型单滚筒提升机，滚筒直径3.0m，滚筒宽度2.2m，最大静张力Fj=130KN，电动机功率560KW，10K，6KV。绳速3.84m/s。钢丝绳直径36mm。经验算可以满足提升要求。二、副斜井提升绞车的配电由原来的380V低压供电改为10kV高压供电。副斜井提升机房两回高压10kV电源分别引自主副井工业场地10kV变电所两段10kV母线；一回低压380V电源,由主副井工业场地10kV变电所0.4kV母线提供，另一回低压380电源,由提升机电控设备配带辅助变压器提供。提升机电控设备采用10kV供电，选用TKDG-PK全数字交流高压变频提升机电控装置，采用变频调速技术，控制系统采用PLC控制；可实现提升机的半自动、手动及检修等各种运行方式。电控制具有短路、过负荷、失压等电气保护，及过卷保护、超速保护、减速点保护、深度指示器失效、提升方向保护、盘型制动器弹簧疲劳、闸瓦磨损保护、液压站保护等完善的保护功能。选用KTX25型PLC副斜井提升信号控制系统，由绞车房信号箱、上下井口车场信号箱组成；完成提升信号发送，并与提升机电控装置闭锁控制，满足信号安全闭锁等要求，保证提升机安全运行。提升信号装置输入电源电压AC380V。第二节通风设备一、设备选型及配电矿井总需风量105m3/s，最小负压1491Pa，最大负压2408Pa。经验算、建设单位已订货两台FBCDZ-8-No24c型对旋防爆轴流风机，电机功率2×220KW，一用一备。可以满足矿井通风要求。该风机定额定风量53～130m3/s，额定负压1200～4300Pa。二、主通风机的配电由原来的380V低压供电改为10kV高压供电。在风机房设10kV高压配电室，主通风机采用10kV电压供电，两回10kV电源分别引自风井工业场地35kV变电所10kV不同母线段。采用XGN-12Z型高压开关柜和QFGZ风机高压起动柜，对主通风机进行起动、换向控制。通风机房设有直通矿调度室的电话。第三节排水设备该节内容没有变化第四节压缩空气设备该节内容没有变化PAGEPAGE58第七章地面生产系统该章内容没有变化第八章地面运输第一节概况该节内容没有变化第二节场外公路原初步设计场外公路2.0KM，路面宽7.0M，路基宽8.5M，沥青混凝土路面，行车速度60Km/h。当时由于资金不足，没有计入总概算。现应补充场外公路投资。第九章总平面布置及防洪排涝该章内容没有变化第十章电气第一节供电电源该节内容没有变化第二节电力负荷估算根据已定货设备的功率，负荷统计表作了相应变化，全矿电力负荷统计结果如下：设备总台数：147台工作设备台数：140台安装设备总容量：7611.3kW工作设备容量：6791.8kW矿井最大计算负荷：有功负荷：4364.0kW无功负荷：3868.0kVar自然功率因数：0.75无功补偿：-2100kVar补偿后10kV母线计算负荷：无功负荷：1768.0kVar视在负荷：4708.5kVA自然功率因数：0.93矿井35kV变电所35kV母线计算负荷：有功负荷：4582.2kW无功负荷：1856.4kVar视在负荷：4944.0kVA自然功率因数：0.93矿井总耗电量2000×104kW·h吨煤电耗22.2kW·h详见表10-2-1。山西临县裕民焦煤有限公司（矿井）机械化采煤升级改造补充修改初步设计说明表10-2-1矿井电力负荷表序号用电设备名称设备名称台数设备容量KCCOSφtgφ计算最大负荷S(kVA)年最大负荷利用小时数年电耗（kW·h）备注总共运行安装运行P(kW)Q（kVAR）一井下负荷（一）5101工作面运输顺槽1采煤机114011730.0730.02刮板输送机114022320.0320.03乳化泵站114021180.090.04转载机114011200.0200.04破碎机114011200.0200.05喷雾泵站114022150.0150.06小水泵2222.022.0小计11101802.01712.00.670.71.021147.01170.01638.530003441120回采工作面及顺槽选1台KBSGZY-1250/10,10/1.2kV变压器；选2台KBSGZY-1600/10,10/1.2kV变压器；（二）5101工作面运输顺槽、回风顺槽1胶带输送机11220.0220.02无极绳绞车11132.0132.03注水泵2244.044.04注水钻2230.030.0小计66426.0426.00.70.71.02298.2304.2426.03000894600表10-2-1矿井电力负荷表序号用电设备名称设备名称台数设备容量KCCOSφtgφ计算最大负荷S(kVA)年最大负荷利用小时数年电耗（kW·h）备注总共运行安装运行P(kW)Q（kVAR）(三)5102运输顺槽掘进头1掘进机11132.0132.02转载机1140.040.03调度绞车1125.025.04小水泵2222.022.05探水钻1115.015.06锚杆安装机118.08.07煤电钻222.42.4小计99244.4244.40.720.71.02176.0179.5251.42640464556选1台KBSGZY-630/10,10/0.69kV变压器；(四)5102回风顺槽掘进头1掘进机11132.0132.02胶带输送机1144.044.03调度绞车1125.025.04小水泵2222.022.05探水钻1115.015.06锚杆安装机118.08.0表10-2-1矿井电力负荷表序号用电设备名称设备名称台数设备容量KCCOSφtgφ计算最大负荷S(kVA)年最大负荷利用小时数年电耗（kW·h）备注总共运行安装运行P(kW)Q（kVAR）7煤电钻222.42.4选1台KBSGZY-630/10,10/0.69kV变压器；小计99248.4248.40.720.71.33178.8237.9297.62640472159(五)5102回风顺槽掘进头1局扇42120.060.00.70.71.3342.055.969.92500105000选1台KBSGZY-100/10,10/0.69kV变压器；(六)主井井底1运输大巷胶带输送机114022630.0630.00.80.80.75504.0378.0300015120002给煤机1118.518.50.70.71.0213.013.2300038850选1台KBSGZY-800/10,10/1.2kV变压器；小计33648.5648.5517.0391.2648.31550850(七)副井井底车场1调度绞车2250.050.00.80.80.7540.030.02000800002调度绞车22110.0110.00.80.80.7588.066.020001760003喷射机114.04.00.80.80.753.233.0300096004搅拌机115.55.50.80.80.754.433.03000132005主水泵32270.0180.00.80.90.48144.069.1720246表10-2-1矿井电力负荷表序号用电设备名称设备名称台数设备容量KCCOSφtgφ计算最大负荷S(kVA)年最大负荷利用小时数年电耗（kW·h）备注总共运行安装运行P(kW)Q（kVAR）6无机绳绞车1175.075.00.80.80.7560.045.02000120000选2台KBSG-630/10,10/0.69kV变压器；小计109514.5424.5339.6276.1437.71119046井下负荷合计52484003.83763.82698.62614.73757.58047330乘以0.9同时系数52484003.83763.82428.72353.23381.88047330二地面负荷1主井生产系统88162.5162.50.80.80.75130.097.5162.5360010560002室内外照明20.020.00.50.80.7510.07.512.5200020000选2台S9-250/10,10/0.4kV变压器；1用1备β=70%小计88182.5182.5140.0105.0175.010760003空压机21264.0132.00.850.80.75112.284.2140.32404374主井空气加热室2211.011.00.70.71.027.77.911.03600277205主井检修绞车1155.055.00.80.80.7544.033.055.010560006主提升胶带机22320.0320.00.890.850.75284.8213.6356.052801503744表10-2-1矿井电力负荷表序号用电设备名称设备名称台数设备容量KCCOSφtgφ计算最大负荷S(kVA)年最大负荷利用小时数年电耗（kW·h）备注总共运行安装运行P(kW)Q（kVAR）7副井空气加热室2237.037.00.70.71.0225.926.437.03600932408净水设备2115.07.50.70.71.025.35.47.52000105009综采车间1010185.0185.00.30.651.1755.564.985.4200011100010室内外照明20.020.00.50.80.7510.07.512.5100010000选2台S9-800/10,10/0.4kV变压器；小计2119907.0767.5545.4442.8702.5305264111灯房浴室101020.020.00.80.80.7516.012.020.036005760012机修3131495.1495.10.30.651.17148.5173.8228.6200029708413坑木房4420.520.50.70.71.0214.414.620.520002870014污水设备447.47.40.70.71.025.15.27.320001029015水泵2252.052.00.70.71.0236.437.152.0420015288016锅炉房101053.053.00.70.71.0237.137.853.0420015582017办公楼照明30.030.00.50.80.7515.011.318.810001500018单身楼照明30.030.00.50.80.7515.011.318.810001500019室内外照明50.050.00.50.80.7525.018.831.3100025000选2台S9-630/10,10/0.4kV变压器；小计6161758.0758.0312.5321.9448.775737420副井绞车1000011560.0560.00.850.850.75476.0357.0595.045002142000表10-2-1矿井电力负荷表序号用电设备名称设备名称台数设备容量KCCOSφtgφ计算最大负荷S(kVA)年最大负荷利用小时数年电耗（kW·h）备注总共运行安装运行P(kW)Q（kVAR）21主通风机10000218804400.890.850.62391.6242.8460.887603430416地面负荷小计95923607.53028.02150.31683.12730.711962175乘以0.9同时系数95923607.53028.01935.31514.82457.611962175三地面35kV变电所合计地面35kV变电所10kV母线1471407611.36791.80.754364.03868.05831.520009505无功功率补偿(2100.0)补偿后10kV侧合计0.934364.01768.04708.5选2台SZ9-6300/35,35/10kV变压器；变压器及线路损耗5%218.288.4235.435kV母线侧计算负荷4582.21856.44944.0吨煤电耗22.2kW·h山西临县裕民焦煤有限公司（矿井）机械化采煤升级改造补充修改初步设计说明第三节送变电一、矿井供电系统的技术特征在风井工业场地建35kV变电站1座，一回35kV电源引自张家庄35kV变电站的35kV母线段，导线型号为LGJ-95mm2，输电距离约3km，电压降0.53%；一回35kV电源引自三交镇110kV变电站的35kV母线段，导线型号为LGJ-95mm2二、地面变电所主变压器选用SZ9-6300/35双绕组变压器2台，容量为6300kVA，电压为2±2.5%/10kV，联接组标号为Y/△-11。正常情况下主变压器1台工作，1台备用，负荷为80%，负荷保证率为100%。三、短路电流计算在10kV侧设集中无功补偿，工业场地变电所选用MSVC-2100/10动态无功功率补偿装置(补偿2100kVAR)2套，为单星接线，按规程要求设有电流速断保护、定时限电流速断保护、开口三角电压保护、过电压保护、低电压保护及单个电容器的熔丝保护。第四节地面供配电一、地面配电系统风井工业场地35kV变电所以双回10kV向井下主变电所、主副井工业场地10/0.4kV变电所、主通风机房10kV配电室供电，以双回380V分别向锅炉房、综合办公楼、灯房浴室、联合建筑等供电，以一回0.38kV向机修厂、坑木房、综采库、单身楼等供电。在副井井口房附近设1座10/0.4kV变电所。该变电所内设高压低变配电设备，高压设备选用XGN-12Z型高压开关柜，选用S9-800/1010/0.4kV变压器2台及GGD2型低压配电柜12台，两回电源分别引自风井工业场地35kV变电所10kV不同母线段，1回工作，1回备用。电源进线采用YJV22-6/10kV，3×95交联聚乙烯绝缘电力电缆。该变电所以10kV电源向主井生产系统10/0.4kV变电所、副井绞车房提供双回10kV电源，以双回380V向副井绞车房、主井检修绞车、、主斜井带式输送机、空压机、主井井口房、副井井口房、主井空气加热室、副井空气加热室、消防泵等处供电。第五节井下供配电一、井下负荷及井筒电缆选择井下总负荷为：有功功率2404.8kW，无功功率为2321.4kVAR。本矿设两回路10kV下井线路，下井电缆采用MYJV22-6/10，3×150mm2长1800m交联聚乙烯绝缘阻燃电力电缆，经副斜井下井；两回电源同时工作，互为备用，即当任一回电源停止供电时，另一回电源仍能保证井下全部设备正常运行。二、井下变电所接线方式及设备选型根据矿井井下负荷分布状况及采掘机械设备配备，在副斜井井底设1座井下主变电所。井下主变电所10kV、1.14kV母线接线方式均采用单母线分段，设置BGP23-10矿用隔爆型高压真空配电装置13台、KBZ矿用隔爆型真空馈电开关（带选择性漏电保护），及2台KBSG-630/1010/1.2kV矿用隔爆型干式变压器。井下主变电所以10kV向综采工作面移动变电站、综掘工作面移动变电站、主井井底移动变电站、局部通风机专用移动变电站供电，以660V向主水泵房、井底车场、轨道大巷等低压负荷供电。三、井下高、低压配电系统，井下接地，照明及采掘工作面供电井下高、低压配电系统在综采工作面选用1台KBSGZY-1250/1010/1.2kV矿用隔爆型移动变电站、2台KBSGZY-1600/1010/1.2kV矿用隔爆型移动变电站为综采工作面及顺槽设备提供1140V电源。在综掘工作面选用1台KBSGZY-630/1010/0.69kV矿用隔爆型移动变电站为综掘工作面设备提供660V电源。在主井井底选用1台KBSGZY-800/1010/1.2kV矿用隔爆型移动变电站。掘进工作面局部通风机采用“三专、两闭锁”双风机、双电源连续供电方式，分别在中央变电所设两台KBSG-T100/10、10/0.69kV、100kVA矿用隔爆型干式变压器，专供掘进工作面局扇供电。每个掘进工作面局扇两回电源均引自该专用变压器，从而实现双风机双电源供电；选取矿用隔爆型风机双电源组合式开关，实现局部通风机主、备互投、自动切换，并结合瓦斯监控系统，完成“风电、瓦斯电”闭锁功能。第六节监控与计算机管理系统一、安全生产监控系统为保障矿井安全、高效生产，保证设备的正常运行，提高调度管理水平和经济效益，本矿现有1套KJ78N型环境安全监测及生产监控系统，符合《煤矿安全监控系统通用技术要求》规定的内容。二、矿井人员考勤定位系统本次设计利用现有1套KJ278型矿井人员考勤定位系统。该系统由数据检测基站和人员无线编码识别卡组成。采用无限射频识别技术(FRID)，通过双频点实现可靠的全双工通信，每个信息采集器和人员识别卡采用全新的嵌入式微处理器和嵌入式软件进行设计，具有读卡距离远、可任意调整系统的识别范围、识别无“盲区”、信号穿透力强、安全保密性能高、对人体无电磁污染、环境适应性强、可同时识别多张人员识别卡、便于网络连接等性能优点。该系统具有煤安标志证书。第七节通信系统一、有线通讯系统矿井利用现有一套SH-3000D有限通信系统,负责矿井工业场地各个生产、管理单位及井下各单位的调度通信。二、无线通讯系统选用1套KT105A矿井无线通信系统，网络覆盖全矿井，实现地面及井下小灵通用户的移动通讯，并与矿调度系统联网。三、井下广播系统煤矿井下选用一套JFY-2010-G智能广播系统，为井下工人提供音乐和安全知识教育。从而提高煤矿职工的安全生产意识，丰富职工的文化生活，一旦煤矿井下发生重大事故，可通过本系统发布紧急通知，告知井下所有工作人员，是减少人员伤亡，有效保障井下人员生命安全必备系统。第十一章地面建筑该章内容没变化第十二章给水排水该章内容没变化。第十三章采暖通风及供热第一节采暖与通风一、室外气象计算参数 （一）采暖室外计算温度：-（二）极端最低温度平均值：-二、采暖生产系统、工业厂房及行政福利建筑，凡有操作人员或设备要求防冻的建筑物均设置采暖。生产系统及工业厂房各建筑物采暖热媒均为0.2MPa的饱和蒸汽，散热器选用光管散热器；行政福利建筑采暖热媒均为95～70℃的热水；散热器选用辐射对流型散热器，管道全部采用焊接钢管。三、通风、除尘对产生大量余湿、余热及有害气体的建筑物：如浴室、灯房、食堂、变电所等建筑物应设置轴流风机进行机械通风，其它如机修车间等一般厂房利用天窗、侧窗或筒型风帽进行自然通风换气。四、浴室供热浴室内采用淋浴器和浴池，淋浴和浴池用热水由锅炉房内的汽-水换热器供给，浴室耗热量为431892W。锅炉房内选用水平浮动盘管汽-水换热器2台(1备1用)，型号为FPHQ15-65/10，换热量为80×104W，蒸汽压力为0.4-0.8MPa，热水出水温度为65℃。淋浴通过屋顶水箱加热到40℃，加热时间为3五、各建筑物耗热量各建筑物耗热量计算详见建筑物耗热量计算表13-1-1、13-1-2。表13-1-1主、副井工业场地采暖建筑物耗热量计算表tw=-14℃序号建筑物名称室内计算温度(℃)建筑物体积(m3)采暖热指标(W/m3.K)室内外温度差(℃)耗热量(104W)采暖通风供热合计一工业场地生产系统㈠生产系统建筑1转载输送机地道5511.52.1192.041.492主井井口房1614401.7307.347.343上仓输送机走廊51095.61.7193.543.544转载点上层建筑5112.52.9190.620.625原煤仓上建筑51282.21.7194.144.146副井井口房1610241.7193.313.317主斜井井口防冻耗热量240m152.198副斜井井口防冻耗热量265m247.32工业场地生产系统合计419.95㈡工业厂房1水处理车间1418001.4287.067.062生活污水处理车间1471.282.9280.580.583综采库及支柱维修间1654000.83012.9612.964主井绞车房164052.1302.552.555副井绞车房168640.7301.811.816水泵房14178.22.5281.251.257压风机房141900.81.4287.457.45工业厂房合计33.66总合计453.61表13-1-2回风井及辅助工业场地采暖建筑物耗热量计算表tw=-14℃序号建筑物名称室内计算温度(℃)建筑物体积(m3)采暖热指标(W/m3.K)室内外温度差(℃)耗热量(104W)采暖通风供热合计一工业厂房1机修车间1672250.83017.3417.342坑木加工房149001.7284.284.283风机值班室14702.9280.570.574器材库1025201.1246.656.655消防材料库10226.82.1241.141.146油脂库10277.22.1241.391.397岩粉库10207.92.1241.051.05工业厂房合计32.42二行政福利建筑1矿办公楼183372.60.8328.638.632联合建筑237362.80.73719.0743.1962.263食堂1814041.1324.944.944门卫182131.7321.161.165单身宿舍楼18146180.63228.0728.07行政福利建筑合计105.06总合计137.480第二节井筒防冻一、设计依据（一）采暖室外计算温度：-14℃（二）极端最低温度平均值：-21.3℃（三）主斜井井进风量均为40m3/s，副斜井进风量为65m3/s（四）井筒内混合温度均为2℃二、热负荷计算（一）主斜井：1.井筒防冻室外计算温度为-21.3℃2.耗热量为：Q=1110×40×(21.3＋2)×1.1×1.163=1323461(W)考虑15％的安全系数后，耗热量为：Q′=1.15×1323461=1521980(W)（二）副斜井：1.井筒防冻室外计算温度为-21.32.耗热量为：Q=1110×65×(21.3＋2)×1.1×1.163=2150625(W)考虑15％的安全系数后，耗热量为：Q′=1.15×2150625=2473219(W)三、空气加热器、通风机选型（一）主斜井空气加热设备：在主斜斜井旁新建空气加热室1座，内设矿井用的矿井加热机组2台，矿井加热机组由风机段、检修段和加热段组成，其中风机段由轴流风机组成，加热段由SRL型散热器组成，型号为KJZ-35，每台供热量为848000W，