山西煤销集团左权盘城岭煤业有限公司施工组织设计

山西煤销集团左权盘城岭煤业有限公司资源整合工程施工组织设计二0一一年八月第一章矿井工程概况11矿井设计概况111设计内容概述根据开拓方案，利用原盘城岭煤业公司原有的三个井筒及新凿一个井筒开拓全井田。开采水平新建副斜井井底标高990M，设计在990水平设置井底车场和轨道大巷。全井田共设一个开采水平，水平标高990M。从990水平通过皮带及轨道石门进入4号煤层，4、15号煤层分别布置，独立开采。井底车场及硐室新建副斜井井底标高990M，设计在990水平设置井底车场和，并与原轨道大巷贯通。改造利用原副斜井井底设置的中央变电所和水泵房及主要水仓，在轨道大巷未端设置绞车房硐室；利用原主斜井井底设置的井底煤仓，在主斜井井底设置撒煤清理斜巷并与轨道大巷联通。主要巷道布置提升井井底落底于井田内沿煤层走向的中部、倾斜的最高处，并近邻井田东部边界，整个井田形成边界式片盘下山布置形式。采区下山采用“中间四条煤巷双翼区段”布置方式。四条巷道分别为两条进风兼运输下山和两条回风下山，两条回风下山均沿15号煤层顶板布置，两条运输下山沿15号煤层底板布置。4号煤层皮带及轨道石门进入煤层后与15号煤层皮带及轨道下山重叠布置。矿井批准开采煤层为415煤层，4煤厚度060205M，平均厚度143米，为大部可采的稳定煤层。煤层结构简单，不含夹矸。煤层直接顶板为泥岩或细砂岩，伪顶为炭质泥岩，底板为黑色泥岩或粉砂岩。15煤层厚度215692M，平均566M，属全区稳定可采煤层。含02层夹矸，夹矸厚035090M。煤层结构较简单。直接顶板为砂质泥岩或细、粉砂岩；底板为黑色泥岩或铝土质泥岩。2、可采煤层井田内4、15号煤层均为全区可采稳定煤层，现分述如下14号煤层位于山西组中部，煤层厚度060205M，平均143M，为大部可采的稳定煤层。煤层结构简单，不含夹矸。煤层直接顶板为泥岩或细砂岩，伪顶为炭质泥岩，底板为黑色泥岩或粉砂岩。井田内4号煤层厚度西北部最高，呈轴为北西南东向的“背斜状”，由南西、北东两个方向，向中间逐渐增厚的趋势；由南东向北西逐渐增厚趋势（见下图311）。215号煤层位于太原组底部，上距4号煤层约14398M。煤层厚度215692M，平均566M，属全区稳定可采煤层。含02层夹矸，夹矸厚035090M。煤层结构较简单。直接顶板为砂质泥岩或细、粉砂岩；底板为黑色泥岩或铝土质泥岩。可采煤层特征表表311含煤地层煤层号厚度最小最大平均（M）间距最小最大平均（M）结构夹矸数稳定性可采性顶板岩性底板岩性山西40602051282015422简单稳定大部砂质泥岩泥岩组143（0）可采泥岩细砂岩粉砂岩太原组1521569256614398较简单（02）稳定全井田可采砂质泥岩细、粉砂岩泥岩铝土质泥岩112井田境界及储量1、井田境界井田面积80421KM2。2、储量批准开采4、15煤层，保有储量67710KT，可采储量29297KT。113、井型及服务年限1、矿井工作制度矿井设计年生产工作日为330D，每天三班作业，日净提升时间16H。2、矿井设计生产能力一根据山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室晋煤重组办发200974号文件，整合后左权盘城岭煤业有限公司设计能力为900KT/A，2010年12月编制的山西煤炭运销集团左权盘城岭煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告及其批复；该矿保有资源储量为67710KT,本设计生产能力按900KT/A设计。3、矿井服务年限233年。114井田开拓与开采1、工业场地位置的选择原盘城岭煤业公司位于左权县辽阳镇后窑峪村西，距离县城15KM，通过8KM进场公路与阳（泉）黎（城）公路相通。设计利用原盘城岭煤业公司的工业场地作为生产区，原有部分生产设施可以利用；原平兴煤业公司与原盘城岭煤业公司仅一山之隔，设计一条约260M隧道贯通，利用原平兴煤业公司工业场地作为行政福利生活区。2、井田开拓方式1、开拓方案、井筒设计利用原盘城岭煤业公司原有的三个井筒及新凿一个井筒开拓全井田。主斜井利用盘城岭煤业公司原有的主斜井，净宽42M、净高35M，井筒一侧装备皮带输送机另一侧安装架空乘人器，主要担负矿井提煤、运送人员及进风等任务，井筒内敷设两趟高压下井电缆。副斜井新建，净宽45M，净高36M，井口安装单滚筒提升绞车，井筒中部安装600MM、30KG/M单轨，主要担负矿井辅助提升及进风等任务。进风斜井利用盘城岭煤业公司原有的副斜井，净宽32M，净高28M，井筒内敷设两趟排水管路、一趟压风管路、一趟消防洒水供水管路等，井筒中部设置600MM、18KG/M原有单轨，井筒一侧设置行人台阶和扶手，主要担负矿井进风任务，兼矿井的一个安全出口。回风立井利用盘城岭煤业公司原有的回风立井，直径50M，井筒内设置封闭梯子间和瓦斯抽放管路，主要担负矿井回风、抽放瓦斯等任务，兼矿井的一个安全出口。开采水平新建副斜井井底标高990M，设计在990水平设置井底车场和轨道大巷。设计全井田共设一个开采水平，水平标高990M。从990水平通过皮带及轨道石门进入4号煤层，4、15号煤层分别布置，独立开采。、井底车场及硐室新建副斜井井底标高990M，设计在990水平设置井底车场和，并与原轨道大巷贯通。改造利用原副斜井井底设置的中央变电所和水泵房及主要水仓，在轨道大巷未端设置绞车房硐室；利用原主斜井井底设置的井底煤仓，在主斜井井底设置撒煤清理斜巷并与轨道大巷联通。主要巷道布置提升井井底落底于井田内沿煤层走向的中部、倾斜的最高处，并近邻井田东部边界，整个井田形成边界式片盘下山布置形式。采区下山采用“中间四条煤巷双翼区段”布置方式。四条巷道分别为两条进风兼运输下山和两条回风下山，两条回风下山均沿15号煤层顶板布置，两条运输下山沿15号煤层底板布置。4号煤层皮带及轨道石门进入煤层后与15号煤层皮带及轨道下山重叠布置。3、大巷布置15号煤层，共设四条主要巷道，分别为两条回风下山，两条运输下山皮带下山和轨道下山。两条回风下山均沿15号煤层顶板布置，两条运输下山沿15号煤层底板布置。皮带下山，净宽45M，净高40M，矩形锚网喷支护，与轨道下山相距25M，与北回风下山相距30M；轨道下山，净宽45M，净高40M，矩形锚网喷支护，与南回风下山相距30M；南、北回风下山及总回风巷，净宽50M，净高45M，矩形锚网喷支护，两侧各留30M保安煤柱。4号煤层，共设四条主要巷道，分别为两条回风下山，两条运输下山皮带下山和轨道下山，均沿4号煤层底板布置。巷道规格与15号煤层巷道规格相同。全井田共设一个开采水平，采用上行开采顺序，先采15煤层，后采4煤层。全井田划分为四个采区，其中4号煤层两个采区，15号煤层两个采区。采区开采依据编号顺序进行。矿井移交生产时，在一采区布置一个现采工作面和瓦斯预抽放工作面，工作面长度150M；布置两个综掘工作面，一个炮掘工作面。3）采煤工作面长度、年推进度及采煤工艺1、工作面数量及长度投产时在15号煤层布置一个生产工作面和一个预抽瓦斯工作面共两个回采工作面，掘进工作面布置三个，其中综掘工作面两个，炮掘工作面一个。2、工作面年推进度及采区、工作面回采率15煤首采工作面长度为150M，煤层层平均厚度566M，循环进度060M，循环产量5495T，班进度0612（一、二班进度12M、三班进度06M）M，日推进度5M，正规循环率为81，年推进度13365M。3、采煤工艺（1）、综采放顶煤工作面循环及作业方式设计15煤首采工作面长度为150M，回采工艺为采煤机斜切进刀，自开缺口，采煤机双向割煤，往返一次进两刀，截深600MM。采煤机滚筒与运送机上的铲煤板自行装煤，割一刀移一次支架，放一次顶煤，支护方式为追机作业。综采放顶煤工作面的工作制度采用四六制（三班采煤、一班准备）。劳动组织形式采用分段接力追机作业，既可降低劳动强度，又能充分利用工时。（2）、工序安排、采煤机的割煤方式采煤双向割煤，沿工作面往返一次进两刀。其生产工艺过程为采煤机沿工作面端部斜切进刀采煤机由工作面端部上行（或下行）割煤至机尾（或机头）随及移机尾（或机头）和推输送机。采煤机割过后，及时移支架、移前溜。、采煤机的进刀方式采用端部斜切式进刀法。以采煤机割煤为中心，使采煤机割煤、移输送机、移架三个主要工序合理配合。根据顶板及煤壁情况，采煤机割煤后，先移支架，再移输送机，采煤工艺过程为采煤移架移前溜放顶煤移后溜。采煤机采用工作面端部斜切进刀，双向割煤方式。移架方式采用成组整体依次顺序式，每组2架，由大流量电液控制系统控制。4、大巷运输矿井设计生产能力900KT/A，根据矿井开拓布置，在主斜井井底设煤仓，皮带下山与煤仓之间设置转载皮带巷；副斜井落底于15号煤层990M标高，在990水平设置井底车场和轨道大巷，在轨道大巷未端设置绞车房硐室。沿15煤层底板布置皮带下山和轨道下山。（一）、运输方式的确定（1）、主运输方式井下主运输巷道为转载联络巷和皮带下山，担负矿井运煤任务。原煤运输回采工作面刮板输送机运输顺槽转载机运输顺槽带式输送机下山带式输送机与转载巷带式输送机搭接井底煤仓主井带式输送机运煤至地面。为适应矿井机械化程度高、运输量大、运输距离长、运行阻力小、运行平稳、调度组织简单、维修方便、营运费用低、安全可靠性高、生产潜力大、耗电量低、自动化程度高、劳动强度低等优点，所以主运输方式采用带式输送机。（2）、辅助运输方式辅助运输巷道为轨道大巷、轨道下山，担负运送设备、材料、矸石等辅助运输任务。井下轨道运输采用无极绳连续牵引车运输。材料及设备运输副井井底车场轨道大巷轨道下山回采工作面回风顺槽回采工作面。掘进工作面。矸石运输掘进工作面回采工作面煤层回采工作面回风顺槽轨道下山轨道大巷副井井底车场。（二）、主要运输巷道断面、支护方式、坡度及钢轨型号转载联络巷净宽30M，净高30M，净断面80M2；皮带下山净宽45M，净高40M，净断面18M2；均采用矩形锚网喷支护；转载联络巷倾角5，皮带下山倾角为10。水平轨道大巷净宽45M，净高36M，净断面1401M2，采用半圆拱锚网喷支护；轨道下山净宽45M，净高40M，净断面18M2，采用矩形锚网喷支护；轨道下山倾角010。副斜井和井下轨道巷采用30KG/M钢轨。5、井筒、主斜井井口坐标西安80坐标系X4109659533，Y19710074306，Z1172313；净宽42M，净高35M，净断面积1279M2；方位角199，倾角20，长度574M；井底煤仓标高976M。井筒内装备皮带输送机，主要担负矿井提煤任务，兼进风和敷设下井电缆任务，一侧设置行人台阶和扶手，作为矿井的一个安全出口。、副斜井井口坐标西安80坐标系X4109629280，Y19710104920，H1172711。净宽45M，净高36M，净断面积1401M2，倾角22，长度486M，井底标高990M。井筒中部铺设600MM、30KG/M单轨，主要担负矿井辅助提升和进风任务。、进风斜井井口坐标西安80坐标系X4109681185，Y19710036035，H1174052。净宽32M，净高28M，净断面积785M2，倾角22，长度491M，井底标高990M，井筒中部安装架空乘人器，并铺设600MM、18KG/M单轨，一侧设置行人台阶和扶手，主要担负矿井进风任务兼敷设排水、压风、消防洒水供水管路等任务及矿井的一个安全出口。、回风立井井口坐标西安80坐标系X4110341331，Y19708990995，Z1159870。直径50M，净断面积1962M2，深度418M，井底标高742M，井筒内装备封闭梯子间，敷设瓦斯抽放管路，主要担负矿井回风及抽放瓦斯等任务，兼矿井的一个安全出口。（2）井底车场及硐室（一）、井底车场形式及车场布置矿井采用斜井开拓方式，单水平开采，投产采区一采区。副斜井井底车场形式根据设计生产能力、开拓布置、提升方式、提升容器、运输方式、运输设备等因素综合考虑后，设计采用平车场。（二）、空重车线长度及调车方式（1）、井底车场副斜井井底车场线路由进车线、出车线组成。进、出车线路车辆运行调车方式按自动滑行设计。进车线路坡度为11，长度为35M，出车线坡度为9，长度为35M。调车方式为人推矿车。（2）、井底硐室井底硐室主要有井下等候室、中央变电所、中央水泵房、管子道、通道、主要水仓、井下消防材料库、井底煤仓、清理撒煤斜巷、电控硐室、煤库通风联络巷等硐室组成。中央水泵房，主要由泵房、吸水井、配水井、配水巷组成。泵房尺寸要能够满足布置三台水泵的要求并留有余地，长度20M，净宽40M，净高37M，净断面130M2，采用半圆拱混凝土支护；泵房设两个出口，一个出口用斜巷通到进风井筒，并高出泵房底板75M；另一个出口通到进风井井底车场，在此出口通路内，应设置易于关闭的既能防水又能防火的密闭门。主要水仓，分为主仓和副仓，总长度190M。净宽30M，净高30M，净断面80M2，采用半圆拱混凝土支护，有效容积1200M3。管子道通过高出中央水泵房底板75M的平台与进风斜井相通。管子道净宽23M，净高275M，净断面58M2，采用半圆拱锚网喷支护。中央变电所和中央水泵房联合布置。中央变电所长度为30M，净宽40M，净高37M，净断面130M2，采用半圆拱混凝土支护；变电所硐室两端各设一个出口，通过通道与井底车场相通，通道内设栅栏门和密闭门，硐室内地面要高出平巷标高05M；变电硐室与水泵房硐室连接处设防火栅栏门。管子道通过高出中央水泵房75M的平台与进风斜井相通。管子道净宽23M，净高27M，净断面58M2，采用半圆拱混凝土支护。井下消防材料库，长度为376M，净宽30M，净高30M，净断面801M2，采用半圆拱锚网喷支护。等候硐室井下医务室急救站，长度为35M，净宽30M，净高26M，净断面686M2，采用半圆拱锚网喷支护。通过通道与进风斜井相连。井底设煤仓，煤仓净直径60M，煤仓垂深34M，有效容量共900M3。清理撒煤硐室及斜巷，长度为566M，净宽23M，净高275M，净断面58M2，采用半圆拱锚网喷支护。（三）、井底车场巷道及硐室工程量井底车场巷道及硐室工程量见表井底车场巷道及硐室工程量表断面M2名称煤岩类别支护形式倾角（）净掘长度M工程量M3备注车场进出车段煤锚网喷0461322154935542新增车场存车段煤锚网喷021322154915232新增车场绕道段煤锚网喷0213221549266412新增中央变电所煤锚网喷021357152240609新增中央水泵房煤锚网喷021189134220268新增中央水仓（大断面）岩混凝土02140118151502723新增中央水仓（小断面）岩混凝土0255676540306新增水仓清理斜巷及通道岩粗料石020831112648541现有吸水小井配水巷岩粗料石砌碹120新增管子道及平台岩锚网喷023855667624162新增井下等候室、医务室煤锚网喷02686794864新增等候室通道岩锚网喷0173556676393266新增井底煤仓岩混凝土浇筑9028263524341198现有消防材料库煤锚网喷02801898376338现有主井底机尾及清淤硐室岩锚网喷02127914210142现有清理撒煤巷岩锚网喷025556676566383新增煤库上口通风道岩锚网喷023556676616416新增机修整流硐室煤锚网喷0280189852352新增电控硐室及清理撒煤通道煤锚网喷0280189852352新增车场硐室通道煤锚网喷0255667630203新增合计9629调节风门1个新增防火栅栏两用门5个新增密闭门2个新增栅栏门4个新增井下硐室总工程量9629M3,其中新增6224M3。1、工业场地的地形、地物、工程地质矿井工业场地位于沁水煤田东部边缘，地处太行山中段西侧，属低山区。地势总体上东北高、西南低，大部分为黄土覆盖。场地内人工平整后地形较平坦，海拔标高在117000M左右。2、水文根据矿方提供资料，在场地平整过程中，未揭露地下水，因此可不考虑地下水对本工业场地内建筑物的影响。3、气象井田位于太行山区，属温带大陆性气候，其特点为冬春干旱多风，夏季温和多雨，秋季天高气爽，全年夏短冬长，夏天雨水相对集中，一般在7、8、9三个月，年蒸发量大于降雨量，降雨量年平均为4209MM，年蒸发量为15841MM，历年平均气温为63，年最高气温为342，最低气温为201，结冻期一般在十一月下旬至次年三月上旬，最大冻土深度为104M。矿井涌水量为500M3/D。水仓设主、副仓，水仓总长度为148M，净断面655M2，半圆拱粗料石砌碹，主、副水仓有效容量为600M3，保证矿井8小时的正常涌水和最大涌水并留有余地，且满足清仓要求。4、项目总投资矿井设计的总投资为5623418万元，其中井巷工程2043838万元；土建工程1122237万元；设备工器具购置1001012万元；安装工程413943万元；工程建设其它费用7188万元，铺底流动资金83972万元，建设期利息239615万元。7、采区布置（一）、采煤方法（1）、煤层条件及开采技术条件本次设计开采的煤层为4号、15号两层可采煤层。4号煤层煤厚060205M平均143M，15号煤层厚度为215692M，平均566M，4号煤层煤层直接顶板为泥岩或细砂岩，伪顶为炭质泥岩，底板为黑色泥岩或粉砂岩；、15号煤层含02层夹矸，夹矸厚035090M。煤层结构较简单。直接顶板为砂质泥岩或细、粉砂岩；底板为黑色泥岩或铝土质泥岩。根据地质报告，属高瓦斯矿井，煤尘具有爆炸性。（2）、采煤方法的选择及其依据首产采区为一采区，位于井田的东南部，走向长度大约为1400M，倾斜宽度大约为850M，煤层厚度510603M，平均556M，设计可采储量为12700KT，为111B级储量。采区内构造简单，大体上为一向北西倾斜的单斜构造，煤层倾角810。可选择的采煤方法主要有综采放顶煤采煤法和综采分层采煤法两种。两种采煤方法各具特点，下面对两种采煤方法进行分析比较、综采放顶煤采煤法是我国目前开采厚煤层的主要采煤方法之一，在大中型矿井得到普遍采用，积累了较丰富的经验。其优点是回采工作面单产较高，回采工艺简单。缺点是资源回收率较低。、综采分层采煤法是我国目前开采厚煤层的主要采煤方法之一，在大中型矿井得到普遍采用，积累了较丰富的经验。其优点是工作面回采率较高。劳动组织简单，正规循环实施容易。缺点是开采下分层时，顶板较难控制，煤层易自燃发火。根据煤层赋存条件、地质构造及水文地质构造类型，实现采煤机械化，达到安全、高产、高效，设计选用综采全厚一次放顶煤采煤方法。（二）、工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型（1）、采煤机采煤机选型原则满足煤层变化要求，“三机”配套合理。采煤机性能参数的确定A、采高的选择15号煤层平均厚566M，采用综采放顶煤采煤法，采28M，放286M，采放比为1102，采高选择28M。B、滚筒直径的确定滚筒直径一般按最大采高的0607倍考虑，确定15煤层采煤机的滚筒直径为16M。C、截深的确定截深选择060M。D、工作面日循环数工作面日循环数选择5个循环。E、采煤机割煤方式采煤双向割煤，沿工作面往返一次进两刀。F、工作面应具有的最小生产能力由下式计算QHQYF/DNMTK45000014330416065163T/H式中QH工作面设备所需最小生产能力，T/H；QY工作面设计年产量，900000T，据采放比其中工作面采煤机年生产能力450000T，工作面放顶煤年生产能力450000T；D年工作制度，330D；F能力富裕系数，14；N日作业班数，4班；M每日检修班数，1班；T每班工作时数，6H；K开机率，065。G、采煤机牵引速度采煤机平均牵引速度VCVCQH/（60BHCK）324式中VC采煤机平均截割牵引速度，M/MIN；QH采煤机应实现的生产能力，163T/H；H平均采高，取28M；B截深，060M；煤的容重，144T/M3C工作面回采率，095；K有效割煤时间利用率，05。经计算，采煤机平均截割牵引速度VC199M/MIN。H、MG200/475W型采煤机的生产能力Q60MBVRK2911T/式中Q采煤机可实现的生产能力，T/M工作面采高，28M；B截深，06；V采煤机的实际牵引速度，2/MIN；煤的实体视在密度，144T/M3；K工作面采出率，不小于95；经计算采煤机可实现的生产能力Q2911T/QH。MG160/375W型采煤机能满足矿井设计生产能力的要求。MG160/375W型主要技术参数见表。MG160/375W型采煤机主要技术参数序号名称单位数量备注1采高M14322截深0603滚筒直径164牵引速度M/S065牵引方式液压传动、无链6调速方式交流变频调速7机面高度11408适用倾角0359牵引力KN45010电动机W216055KW总装机功率375W11额定电压V114012整机重量T30（2）、工作面可弯曲刮板输送机选型工作面刮板输送机生产能力的选择原则是保证采煤机采落的煤被全部运出，并留有一定的备用能力。工作面刮板输送机的运输能力应满足15QCQMKCKMKY2911111109317T/H式中QC刮板输送机应具有的运输能力，T/H；KC采煤机截割速度不均衡系数，11；QM采煤机平均落煤能力，2911T/H；KM采煤机与刮板输送机同向运动时的修正系数，11；KY运输方向及倾角系数，09。考虑工作面运输条件变化，结合生产中的实际情况，为了避免工作面煤壁片帮影响压死刮板输送机的现象，综合工作面长度、与采煤机配套等因素，设计15选用SGZ630/220型刮板输送机两部。刮板输送机技术性能参数见表。SGZ630220型刮板输送机主要技术参数序号名称单位数量备注1设计长度M1602出厂长度1603输送能力TH450设计能力4刮板链速M/S15中部槽MM1500630222长宽高6电动机W21107刮板间距MM1032（3）、顺槽转载机和破碎机15工作面转载选用SZB730/75型转载机。转载机、破碎机技术性能参数见表SZB73075型转载机主要技术参数序号名称单位数量备注1设计长度M252出厂长度253输送能力TH630设计能力4刮板链速M/S1335中部槽MM1500730190长宽高6电动机W757刮板间距MM920破碎机技术参数表项目单位型号备注型号PCM110破碎能力T/H1000装机功率KW110进口粒度MM700700出口粒度MM300供电电压V660/1140（4）、运输顺槽可伸缩带式输送机根据综采放顶煤工作面采煤机组、可弯曲刮板输送机的技术特征，设计回采工作面运输顺槽选用SSJ80/1852可伸缩带式输送机，其主要技术参数为输送量500T/H，平均倾角3，输送长度1600M，带宽800MM，带速16M/S，电机功率1852KW，电压660V，尾部配备自移装置。15号综采放顶煤工作面采、装、运设备配备详见表15综采放顶煤工作面采、装、运设备配备表设备名称设备型号功率KW单位总数量其中备用采煤机MG160/375W375台1可弯曲刮板输送机SGZ630/2202110台2转载机SZB730/7575台1可伸缩胶带输送机SSJ80/18521852台2破碎机PCM110110台1（三）、移交生产和达到设计生产能力时的采区数目、位置和工作面生产能力计算1采区数目和位置矿井移交生产时，在一采区布置一个现采工作面和瓦斯预抽放工作面，工作面长度150M；布置两个综掘工作面，一个炮掘工作面。采掘比为13。（2）矿井生产能力计算、回采工作面能力计算综采回采工作面生产能力按下式计算；A330L1HCRABD330L2H1C1RABD1式中A工作面生产能力，KT/A；330工作面年工作日，D；L1工作面采煤长度，150M；L2工作面放煤长度，140M；H采高，28M；H1放顶煤高，286M；C回采率，95；C1顶煤回收率，82；R煤的容量，144T/M3；A循环进度，060M；B日循环数，取5；D正规循环率，取081；D1正规循环率，取081；经计算，综采放顶煤工作面生产能力A8398KT/A。运输顺槽掘进工作面为综掘面，掘进断面为1584M2，纯煤面积分别为1584M2，年进度为4800M；回风顺槽掘进工作面为综掘面，掘进断面1512M2，纯煤面积为1512M2，年进度为4800M，经计算掘进工作面生产能力为214KT/A。矿井实际年产原煤为839821410538KT/A。（四）、采区尺寸、巷道布置（1）、采区尺寸首采工作面设在井田东南部一采区，采区东西宽约1100M，南北长约1400M。（2）、采区巷道布置根据开拓方案，矿井采用斜井单水平开采。初采工作面设在井田东南部一采区。皮带下山、轨道下山均沿15煤层顶板布置，南、北回风下山均沿15煤层顶板布置，皮带下山与轨道下山间距为30M，轨道下山与南回风下山间距为30M，皮带下山与北回风下山间距为30M，大巷两侧留足煤柱35M。工作面采用双切眼布置，顺槽二进二，回工作面运输顺槽、回风顺槽1沿15煤层底板布置，进风顺槽、回风顺槽2沿15煤层顶板布置，高抽巷布置在距15号煤层顶板50M的位置，该巷道距工作面回风顺槽水平距离约35M，巷道断面高为20M，宽为24M，断面积为48M2。8、设计井巷工程量总工程量157055米，其中井底车场及硐室3765米/8551米3，主要巷道5003米，回采巷道9840米，井筒486米。12矿井投产标准根据初步设计的井巷、土建、安装综合进度图表安排，总工期24个月，其中施工准备工期1个月，井巷、土建、施工安装工期20个月，联合试运转3个月。工期内需完成井巷工程总长度为26026M。掘进体积1032562M3；工业场地建筑总体积25138M3，行政、公共建筑物总面积11852M2。13矿井主要技术装备及生产系统131提升设备1、主斜井提升设备主斜井主斜井倾角205，装备一台DTL1000型带式输送机担负矿井原煤提升任务。主斜井带式输送机为已有设备，基本参数为带宽B1000MM；运输量Q220T/H；带速V16M/S；机长L594M；提升高度H20802M；电动机YB315M24，N2160KW；减速器ZSY50050；制动器YWZ5400/121；调速型液力偶合器YOTCS560；胶带钢绳芯输送带ST1600N/MM阻燃抗静电）。矿井年产量为09MT/A，工作制度为330D/A，每天16H，小时运输量为，本设计以Q220T/H作为设备验算依901596/3QTH据。（1）主要技术参数带宽B1000MM运输量Q220T/H带速V16M/S设计机长L594M倾角205水平机长LHLCOS594XCOS20555638M提升高度HLSIN594XSIN20520802M（2）圆周力计算带强ST1600N/MM主要阻力FHFLGQROQRU2QBQGCOS18680N倾斜阻力FSTQGGH75672N主要特种阻力FS1FFQ11517NFC0LQBQGGCOSSIN1201049NFQ1468N21BVGLI式中0托辊与输送带间的摩擦系数，一般取0304，取032物料与导料板的摩擦系数0507，取07；IV输送能力L导料槽栏板的长度，4MB1导料槽两栏板间宽度,查表得061M附加特种阻力FS2N3FRFA2800NFRAP3560NFA0式中N3清扫器个数，包括头部清扫器和空段清扫器；5A一个清扫器和输送带接触面积；3清扫器与输送带间的摩擦系数0507P清扫器和输送带间的压力；取10104N/M2满载时圆周驱动力FUCFHFS1FS2FST101813N2、计算传动功率传动滚筒轴功率PA为KWFA91620驱动电机所需驱动功率KWPAM421取驱动系统功率运行时的传动效率1095。利用现有YB315M24型电动机，功率2160KW，电压为380V，转速1480R/MIN。3、输送带张力计算输送机采用头部双滚筒双电机传动，输送机布置及张力计算见图。输送机张力计算简图、输送带不打滑条件校核输送带不打滑条件为NEFSU18694MAXIN1式中FUMAXKAFU132357NKA启动系数1317,取13令03,400，得E808。423WZHK15940、输送带垂度校核输送带承载分支最小张力为NAHGQSGBC953/8MIN0MIN回程分支最小张力为AHGQSBUH932/8MINMIN、各特性点张力空载段运行阻力FK46486N重载段运行阻力FZH145008N各点张力计算S1S1MIN18694NS2S1FK27791NPE0107MPA式中PH压缩机额定排气压力，MPA；PE风动机械最大工作压力，MPA。压力损失满足要求。四、年电耗的计算489947KWH/AWDCTZNKE2081吨煤电耗E054（KWH/T五、压气自救装置的设置井下设置压风自救急救袋组权作避难硐室，设置一套ZYM型压风自救系统，安设在压缩空气管路上，设置在距采掘工作面2540M的巷道内、长距离的掘进巷道中，每隔50M设置一组急救袋；急救袋安设在井下压缩空气管路上，每个急救点设置减压阀，经减压后，分设一定数量带闸门控制的管嘴，每个管嘴处设有塑料薄膜罩，平时卷起，用时打开罩住人体，阀门打开即可供人呼吸；每组急救袋可供58人用，压缩空气供给量，每人不得少于03M3/MIN。六、供电及电控空压机站双电源供电，2回380V电源用电缆引自工业场地矿井10/04KV变电所380V侧不同母线段，1回工作，1回备用。对空压机采用在线状态监测系统、智能故障诊断系统、电控保护系统，使空压机运行安全、可靠、经济合理。七、附属设备全矿井设一个压缩空气站，采用单树枝状管网供气系统，详见压风管路系统图。冷却方式为风冷方式，储气罐（风包）容积4M3，压缩空气站设起重钢梁。135、供电系统矿井附近电网现状及规划情况山西煤炭运销集团左权盘城岭煤业有限公司附近现有左权电力公司所属的左权110/35/10KV变电站一座、石港口35/10KV变电站一座及准备建设的丰堠110/35/10KV变电站一座。左权县110/35/10KV变电站位于该矿井西南4KM，变电站内设40MVA变压器两台。丰堠110/35/10KV变电站已经批复，准备开建，位于该矿井东南8KM。石港口35/10KV变电站位于该矿井东北16KM，变电站内设两台变压器，额定容量1063MVA，目前该变电站为单回路供电，电源引自左权县110KV变电站。矿井供电现状矿井现为10KV双回路供电，一回引自左权县变电站10KV侧（线路为LGJ120/4KM），另一回引自石港口35/10KV变电站10KV侧（线路为LGJ120/16KM）。矿井地面建有10KV变电所一座，井下设一座中央变电所。兼并重组建成后供电系统由于矿井现进行90万吨兼并重组，矿井负荷增加，现有的供电系统不能满足矿井投产后的要求，需对供电系统进行改造，以满足矿井供电安全、可靠、经济合理要求。根据煤矿的负荷情况及现有供电情况，设计矿井采用35KV双回路供电，在工业场地建35KV变电站，一回路引自左权110KV变电站35KV侧，导线型号为LGJ150MM2，输电距离约4KM。另一回引自丰堠110KV变电站35KV侧，导线型号为LGJ150MM2，输电距离约8KM。供电证明和协议情况根据提供的供电证明，矿井任一回路电源的供电能力都可满足矿井用电要求，供电电源可靠。矿井电源地理位置见图图例35KV变电站10KV变电站35KV丰堠10/351KV变电站35KV矿井35/10KV变电站左权10/351KV变电站24LGJ104MLGJ108M第二节电力负荷全矿电力负荷统计结果如下安装设备台数176台使用设备台数134台安装设备容量10564KW工作设备容量7904KW有功功率5611KW无功功率4591KVAR视在功率7250KVA自然功率因数077补偿容量2400KVAR补偿后功率因数091补偿后全矿负荷63171KVA矿井年耗电量26175MWH吨煤耗电量2908KWH/T变压器选择表，电力变压器技术特征表。变压器选择表变电站母线最大负荷最大负荷时母线最大负荷变压器选择负荷名称有功KW无功KVAR视在KVA重合系数有功无功视在功率因数COS台数容量KVA负荷系数保证系数一地面1主变57782554631710955489242660010912800003812主井区低压91607658119390982468910750772125004313瓦斯泵站低压1414200114142007021000201二井下1中央变电所2812864011281286401070250004012局扇专变1441472061144147206070231506513采区变电所3536501353650070231501614综采1移变456466652145646665207010000655综采2移变20821329812082132980705000606综采3移变282288403128228840307050008171综掘移变182186261118218626107040006582综掘移变17517825011751782500704000629炮掘移变749912317499123060315039电力变压器技术特征表额定电压（KV）损耗W）型号额定容量KVA高压低压阻抗电压（）连接组空载短路空载电流（）台数SZ118000/358000351075YN,D116900382500552S1112501250100445Y,YN0200011800112KBSG1001001006934Y/Y5601050182KBSG50050010069340Y/D1117503500152KBSG31531510069340Y/D1113002500084KBSGZY10001000101245Y/Y26006100121KBSGZY500500101240Y/BSGZY50050010069340Y/D1117503500151KBSGZY40040010069340Y/D1115003000182KBSGZY31531510069340Y/D1113002500181第三节送变电一、矿井供电系统的技术特征1、供电电源选择煤矿附近现有左权110/35/10KV变电站、石港口35/10KV变电站及准备建设的丰堠110/35/10KV变电站都可做矿井供电电源，因石港口变电站与矿井为同一电压等级。方案选择双回路供电电源为左权110/35/10KV变电站和丰堠110/35/10KV变电站。在矿井地面建一座35/10/04KV变电站，电源电压35KV。2、导线型号，输电距离，电压降，连接方式设计矿井供电电压35KV，左权110KV变电站输电距离约4KM，丰堠110KV变电站输电距离约8KM。采用LGJ型架空线路。线路截面选择、按经济电流密度选择流过线路的长时最大工作电流AUN210435763SI根据矿井年最大负荷利用时间在5000小时以上，线路的经济电流密度J选取09A/MM2，则线路截面为1158MM2根据经济电流密度，考虑供电距离，为满足矿井供电质量，选取供电回路线路截面150MM2。、按长时允许载流量校验150MM2架空线路长时允许载流量为445A，流过线路的长时最大工作电流132A。、电压损失校验送、配电线路设计规程规定，高压配电线路，自供电变电所二次侧出口到线路末端变压器或末端受电变电所一次侧入口的允许电压降，为供电变电所二次侧額定电压的5。左权110KV变电站回路实际电压损失089计算依据，导线型号LGJ150MM2，线路长度4KM，运行变压器负荷8MVA，功率因数取095，单位负荷距时电压损失百分数为00278/MWKM；丰堠110KV变电站回路实际电压损失178计算依据，导线型号LGJ150MM2，线路长度8KM，运行变压器负荷8MVA，功率因数取095，单位负荷距时电压损失百分数为00278/MWKM。左权变电站回路电源线路选型校验表项目计算值实际值电压35KV35KV电流1042A445A截面1158MM2（经济电流密度）150MM2电压损失5089丰堠变电站矿井变电站回路电源线路选型校验表项目计算值实际值电压35KV35KV电流1042A445A截面1158MM2（经济电流密度）150MM2电压损失5178设计矿井供电采用35KV双回路供电。为减少线路的电压损失和能量损失，正常情况下，矿井电源采用分列运行，当任一回路发生故障停止供电时，另一回路能担负矿井全部负荷。矿井的两回路电源线路上不得分接任何负荷，不得装设负荷定量器。二、配电线路技术特征1、气象条件该区域属温带大陆性气候，年平均气温63，极端最低气温为201，极端最高气温为342。主要风向为西北风，年平均风速为2M/S。最大瞬间风速为20M/S，覆冰厚度10MM，冰密度09。取配电线路气象条件为第典型气象区，设计采用气象条件的组合见表。计算气象条件组合序号气象条件气温风速M/S冰厚MM1最高气温40002最低气温20003年平均气温10004最大风速52505覆冰510106内部过电压101507雷电过电压151008安装情况101002、导线型号、杆型供电线路采用LGJ150MM2钢芯铝铰架空线，线路所经区域基本上是山区，设计杆塔型式以“”型钢筋混凝土电杆为主要，在大跨越时采用铁塔。该地区为多雷区，为防雷电直击导线，设计35KV电源线路沿全线架设架空避雷线，每一铁塔设置人工接地体，人工接地体接地电阻根据不同土壤电阻率设置相应的电阻值。避雷线选择GJ35钢铰线。三、地面变电站1、变电所位置、主接线方式、主变选型及布置、无功补偿装置及单相接地电容电流变电站位置考虑到变电站进出线方便，以及防洪等因素，地面变电站的位置选择在矿井工业场地东南角地势较高、进出线方便及接近负荷中心处。矿井地面变电站采用全室内框架结构，为二层建筑。其中一层设有10KV配电室、低压配电室、主控制室、仪器仪表室等，二层设有35KV配电室、高压动态无功自动补偿室等。主结线方式35KV母线矿井供电为双回路供电，35KV母线在室内布置，母线故障的可能性小，双回路电源采用分列运行，为使系统简单、投资少、经济合理、操作较安全、并保证供电可靠性，35KV母线采用单母线分段结线方式。10KV母线矿井10KV母线在室内布置，母线故障的可能性小，为保证供电可靠性，10KV侧采用单母线分段结线方式。变压器选型及布置主变压器根据全矿井负荷统计结果，设计从35KV不同母线段出线各设一台SZ118000/35/10型有载调压变压器，变压器分列运行，互为备用。矿井主变压器采用室外布置。配电装置35KV及10KV母线在室内布置，均为封闭母线，配电装置均为高压开关柜结构形式，35KV配电装置选用KYN61405型高压真空成套开关设备，10KV配电装置选用KYN2812型高压真空成套开关设备。无功补偿装置矿井电源采用分列运行，总补偿容量2400KVAR，设计10KV不同母线段上各装设1套RSVG20/10CT型高压静止无功发生器，通过调节桥式电路交流侧输出电压的幅值和相位，或者直接控制其交流侧电流，就可以使该电路吸受或者发出满足要求的无功电流，实现动态无功补偿的目的。提高线路输电稳定性，维持受电端电压，加强系统电压稳定性，补偿系统无功功率，提高功率因数，谐波动态补偿，改善电能质量，抑制电压波动和闪动，抑制三相不平衡。矿井10KV配电网单相接地电容电流估算10KV配电网全部采用高压电缆，地面电缆70MM2电容电流09A/KM，长度15KM；下井电缆185MM2电容电流126A/KM，长度08KM；井下电缆70MM2电容电流09A/KM，长度23KM；50MM2电容电流077A/KM，长度14KM；35MM2电容电流069A/KM，长度325KM。电缆线路单相接地电容电流IC（12608094107714069325）11693A上式中变电设备引起的电容电流增加值取16矿井10KV配电网单相接地电容电流小于20A,10KV系统采用电源中性点不接地方式，设计不设消弧线圈以控制电容电流。设计地面变电站和井下变电所的高压馈电线上，装设有选择性的单相接地保护装置。因矿井单相接地电容电流大于5A，井下变电所的单相接地保护装置应动作于跳闸回路。供移动变电站的高压馈电线上除必须设有选择性的动作于跳闸回路的单相接地保护装置外，还应设有作用于信号的电缆绝缘监视保护装置。2、站用电及操作电源站用电设计35KV进线侧设两台SC935/04型站用变压器，供变电站用电，事故照明由直流电池柜输出供给。操作电源变电站操作电源采用GZDWH200AH/220型微机控制高频开关直流（220V）电源，直流电源由整流柜和电池柜组成。GZDWH型直流电源柜输出电压DC2205V，主要用于高压设备的直流操作机构、继电保护、信号系统及事故照明，同时向监控系统供电。正常情况下，由整流柜提供直流电源，同时向电池组充电，故障时由电池组作为操作信号电源。矿井地面35KV变电站电气计量及测量两回35KV进线装设计专用的有、无功电度表；地面变压器10KV进线装设智能网络电力仪表，以便检测各次谐波电流；变电站各级电压及各段母线均设电压表；10KV馈出线装设有、无功电度表并通过微机保护测控装置来实现各种电气量的在线监测。3、变电所防雷和接地变电站防雷和接地在35KV变电站室外设三支独立避雷针，做为直击雷的防护措施，避雷针设独立的接地装置；变电站内不带电的金属装备、金属结构连成整体并予以接地，平行管道用金属线跨接接地，做为感应雷的防护措施；在变电站各段母线上采用金属氧化锌避雷器保护，做为防止雷电侵入波防护措施。防直击雷、感应雷、雷电侵入的接地装置，地电阻不得大于10。为防止真空断路器的操作过电压，各开关柜装设一组过电压吸收装置。高压电气设备的金属外壳、构架等设保护接地，保护接地电阻不得大于1。4微机远动系统变电站选用微机综合自动化系统一套。整个微机监控保护自动化系统纵向可分为后台管理系统和前台采集系统两层，前台采集系统层采用总线型（屏蔽双绞线）工业现场网。各采集单元均为智能式设备，负责与开关现场一次设备的直接联系。后台管理系统层采用双机系统，实现冗余，为系统提供更高的可靠性。远方控制中心和各级调度与其中一台监控主机通讯，以实现远方控制和信息交换。整个自动化系统可完成变电站遥控、遥信、遥测、遥调等功能，实现变电站无人值班或少人值班。四、短路电流计算1、计算依据左权110KV变电站35KV侧母线的短路容量为500MVA（主变40MVA，阻抗电压8，SD40100/8500MVA），丰堠110KV变电站35KV母线侧短路容量为500MVA（主变40MVA）。第一回路由左权110KV变电站35KV侧，采用LGJ150MM2架空线引入该矿地面变电站，输电线路长4KM；第二回路由丰堠110KV变电站35KV侧，采用LGJ150MM2钢芯铝铰架空线引到该矿地面变电站，