南庄修改对照.doc

山西陆合集团恒泰南庄煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计安全专篇存在问题与修改说明山西安煤矿业设计工程有限公司二一一年九月山西陆合集团恒泰南庄煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计安全专篇存在问题与修改说明一、第40页：井筒特征表中前期回风斜井井筒净断面积为13.3m3，与前所附图中的净断面积17.3m3不相符。已修改，详见P68前期回风斜井：该井筒倾角为14，原斜长280m，净宽刷大到4.5m，净断面17.3m2，装备行人台阶，担负全矿井前期回风兼作矿井安全出口。二、第42页叙述的2#煤厚度在0.8m左右不正确，应为平均厚度1.42m。根据地质报告：该矿井内2号煤层位于山西组的上部，上距K8砂岩底面013.8m，一般45m。煤层厚度0.452.10m，平均1.42m，为中厚煤层。但是现剩余储量根据钻孔资料，煤厚均在0.8m左右。三、第43页回采工作面单体液压支柱中叙述选用DZ12-30/100支撑掩护式液压支架不正确，应为单体液压支柱。已修改，详见P35工作面支护采用DZ12-30/100型单体液压支柱。四、第45页，矿井正常生产时的采掘比应为2：4，以一井两面达到矿井的设计生产能力。五、第36页计算的矿井服务年限为23.3年，而第66页主要技术经济指标表中矿井服务为24.42年，不一致。已修改，详见P31。矿井服务年限按下式计算：TZ/AK式中：T服务年限，a；Z设计可采储量，kt；A设计生产能力，kt/a；K储量备用系数，取1.40。第一水平服务年限为：T17378.26/（1.41200）10.3(a)。六、第126页叙述的矿井采用锚杆规格为直径20mm，长2000mm的螺纹钢锚杆，与断面图中选用的直径18mm的不相符。已修改，详见P95、P98、P106回采工作面顺槽采用矩形断面，采用锚网带支护。为了提高巷道支护的强度，采用锚索补强支护。金属锚杆均采用18mm钢筋树脂锚杆，长度2.0m，端头锚固。锚杆间排距均为800mm。并且配备了顶板离层仪、锚杆测力计等锚杆质量检测设备，对锚杆支护参数收集和分析，确保巷道的稳定性。七、2#、3#煤采区巷道布置及机械配备图中采区井巷工程量汇总表中主斜井的支护全部为料石，实际为表土段为混凝土支护，基岩段位料石支护，应分清；另外表中叙述的井下主变电所、主排水泵房、水仓支护为锚喷支护，与137页叙述的不一致。已修改，详见采区图。八、9#煤层开拓平面图上为23个拐点坐标，应为22个。本次设计已修改为只针对2、3号煤层，取消了9号煤的开拓。九、十二章、十三章1.第315页，矿设矿山救护队，救护队经国家煤矿安全监机构进行资质认证，取得合格证。并按要求配备装备。建议为辅助救护队。另配备标准作为120万吨的矿井，应考虑足技术装备数量，不应用国家最低标准，数量显不足。已修改，详见P302一、矿山设立救护队的必要性该矿井的矿山救护主要依托山西省临汾市矿山救护大队，已与该矿签定了救护协议合同；行车时间在30min以上。本次设计矿井设置矿山辅助救护队，下设3个小队。二、矿山救护队1.矿山辅助救护小队人员配备矿山辅助救护小队人员配备见表11-3-1。表11-3-1 矿山辅助救护小队人员配备表队别类 别小队长副小队长队员合计辅助救护队3321272.矿山救护队设备配备矿山辅助救护队最低限度的技术装备见表11-3-2。矿山辅助救护队指战员个人最低限度装备见表11-3-3。表11-3-2 矿山救护队的技术装备序号名 称规 格单位数量备 注1自动苏生器台42干粉灭火器只403风障4m4m快24风障6m6m快25呼吸器校验器JD9台46自救器气密检查仪ZJ-2台27一氧化碳检定器MYJ台48瓦斯检定器10%，100%台49呼吸器干燥装置ZG1台210自动苏生器专用校验仪ZS1台211防爆工具套212两用锹把413氧气充填泵CT-250型台2备有钉子14氧气瓶40L个1015氧气瓶2L个6016氧气瓶1L个2017大绳根218担架副419保温毯棉织条420绝缘手套双221氧气检定器台222温度计支423采气样工具套2包括球胆4个24灾区电话套425引路线米200026铜顶斧把427矿工斧把428刀锯把429起钉器把430手表快4队长每人1块31电工工具套232氢氧化钙t2表11-3-3 矿山救护队指战员个人装备序号名称规格单位数量备注14h氧气呼吸器正压呼吸器台22自救器压缩氧台33企业消防服装公安消防服装套24战斗服带反光标志套25劳动保护用品按规定执行套2救护装备需专人管理，保持库房清净卫生，设备存放整齐，严格领用制度，同时，矿方应对生产职工定期进行救护知识培训，以提高职工自救和互救能力。三、自救器及安检仪器配备为了提高矿工的自身安全性，所有下井人员一律配带自救器。为保证安全生产，矿井设置了完善的安全生产监测系统，并配备了必要的安检仪器。四、在变电所的东侧，设有矿井紧急避难硐室。井下设移动式救生舱。五、此外为进一步加强应急救援管理，提高矿山应急救援综合技术能力。应该由专门领导组织进行灾变演练。2.后附救护协议过期，需重签。3.第319页第一行AZL-60，应是过滤式自救器，不是隔离式。已修改，详见P306。矿井属低瓦斯矿井，所有井下人员配备了AZY-30压缩氧自救器，以实现自我救护，减轻事故的危害性。数量根据井下人员数量的1.1倍确定，共340个。4.第328页，对新工人培训管理不明确，没有说明持证上岗。补充必须是经有资质的培训机构培训合格，取得安全资格证、操作资格证方可上岗。已修改，详见P328生产经营单位实施新工艺、新技术或使用新设备、新材料时应对从业人员进行有针对性的安全生产教育培训，经有资质的培训机构培训合格，取得安全资格证、操作资格证方可持证上岗。5.第331页，第八、九第十条最后一段内容部分与矿井无关，删掉。已去掉十、瓦斯灾害防治1.第146页第6）条瓦斯排放;长期停掘的巷道，瓦斯排放应按瓦斯排放分级管理标准执行，不能按超限或不超限一概而论。如瓦斯浓度不超过3%时，排放瓦斯由通风部门的领导提出措施，指定通风对的队干（或班长）进行排放。超过3%应制定排放措施，经矿技术负责人批准，由矿通风部门的领导现场指挥进行排放。排除封闭区、情况不明的巷道、联通已采区、老空区、火区等处的瓦斯时，由矿提出书面措施报煤矿企业集团（公司）、县级以上安全生产监督管理机构审批，由矿技术负责人组织人员现场指挥，矿山救护队协助排放。已修改，详见P116。长期停掘的巷道，在其巷口已构筑了密闭墙，内部积聚的瓦斯较多。瓦斯浓度不超过3%时，排放瓦斯由通风部门的领导提出措施，指定通风队的队干（或班长）进行排放。超过3%应制定排放措施，经矿技术负责人批准，由矿通风部门的领导现场指挥进行排放。排除封闭区、情况不明的巷道、联通已采区、火区等处的瓦斯时，由矿提出书面措施报煤矿企业集团、县级以上安全生产监督管理机构审批，由矿技术负责人组织人员现场指挥，矿山救护队协助排放。2.第151页第一行“开好风水炮弹”,不明白意思，应按设计述语。已去掉，详见P121要加强工作面巡回检查，密切注意老顶初次来压或周期来压过程中，工作面瓦斯涌出量情况，防止工作面上隅角瓦斯超限，机尾后必须吊好风障。3.第153也第3）项监测方面的措施第（3）条防火检测时间间隔要求间隔：工作面上隅角不大于3天；采空区回风侧防火墙不大于7天。时间间隔比较长，应改为每天一次。已修改，详见P124防火检测时间间隔：盘区进、回风流、工作面采空区上隅角、采空区回风侧防火墙等处每天一次。4.第158也第（20）条，瓦斯等级鉴定每年必须由国家授权的权威部进行没有必要，应该是煤炭企业组织鉴定或委托有资质的单位都矿业。已修改，详见P128每年煤炭企业组织鉴定或委托有资质的单位对矿井进行瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定，报有关部门备案，矿方同时组织相关人员准备上报材料并存档。5.第160页矿井瓦斯及其它气体检测仪表、设备表中仪器名称不规范。如光学瓦斯检定器、一氧化碳检定器等应改为光学瓦斯检测仪、一氧化碳检测报警仪。且光学瓦斯测定器数量为120台，配备数量过多，应根据瓦检路线、检查班次及一定备用量核算。已修改，详见131矿井瓦斯等气体检测类仪器序号名称型号单位数量备注1光学瓦斯检测仪GTWJ-1A台40CH40%-10%2光学瓦斯检测仪GWJ-2台8CH40%-100%3瓦斯检定器校正仪WZX-2台14便携式瓦斯检测报警仪GCBA台1205充电器CDQ-92台606多种气体鉴定仪DQJ-50台17瓦斯报警矿灯KSWF(A)台1207一氧化碳检测报警仪AT2台408风电瓦斯闭锁装置FDZB-1A套29矿用隔爆型电缆硫化热补器BAR2-127/1.4台110采煤机瓦斯断电控制仪AQD-1台2其中备用一台11掘进机瓦斯断电控制仪AQD-1台4其中备用两台12标准气体配气装置ZP-1套1十一、矿井通风1.第165页回采工作面风量计算，井下布置综采、普采各一个，应分综采、普采计算采面风量，而不应分煤层计算风量。且普采应增加按炸药量计算需风量。已修改，详见P1342.第164页，掘进工作面风量按瓦斯涌出量计算，绝对瓦斯涌出量计算有误，取值与采面公式、数值一样（但结果不一样）。已修改，详见P134-P1353.掘进工作面局扇选用2*45KW，是否有必要，应进一步说明。已修改，详见P136及采区图等相关内容。FBDNo6.0/215型局部通风机。4.矿井通风困难时期风量为7200m3/min,通风阻力为2601Pa。通风阻力大于煤矿井工开采条件AQ1028-2006的规定（通风阻力应低于2500pa以下）。建议对阻力大的巷道增大断面或调整风量，达到降低局部阻力目的。如：两段轨道巷风速分别为6.17m/s、4.92m/s，负压分别达418pa和661pa，占到矿井阻力41%以上。已修改详见通风负压表。5.矿井容易、困难时期反风的主扇风叶角度与前面容易、困难时期的角度不一致。已修改，详见P145页初期F1：Q1=81m3/s，H1=1050Pa，1=58%， 叶片安装角度39/27；后期 F2：Q2=72m3/s，H2=2150Pa，2=65%，叶片安装角度45/33；风机扩散塔内装有消音装置，以降低噪音对环境的污染。6.通风图纸方面：通风系统平面图未按比例绘制，且没有分煤层绘制通风系统。缺通风系统立体示意图。主要进回井、进回巷未标注巷道长度。通风系统平面掘进工作面回风调节没有图列说明，代表什么设施未说明，且掘进工作面未标注局扇安装位置。通风系统图上标注局扇功率为2*30KW和2*5.5KW，与专篇不符。困难时期通风系统平面图中二采区轨道巷、胶带巷标注成一条巷道。已修改，详见通风相关图纸。十二、第六章粉尘灾害防治1.第178页第5行，“二气化硅”，打印错误。第182页第5条多“奖惩”两字。已修改，详见P150粉尘中的游离二氧化硅（不与其他元素化合物结合在一起的二氧化硅）含量越高，发病时间越短，病变发展越快，危害越大。2.第182页第（3）条消除落尘 运输巷道每隔50米预留管口接管，应明确胶带运输巷。已修改，详见P153主要是冲洗巷壁、清扫和粉刷巷道，要求井下定期测定风流中的矿尘量，利用消防洒水管网胶带运输巷道每隔50其余巷道每隔100m预留的管口接管，定期清扫和冲洗巷道帮顶、支架和设备表面上的煤尘，清除巷道和转载点处的浮煤。4.第186页 煤层注水参数确定，钻孔长度为200-300m，但后面实际工作面120-180m，钻孔长度应比工作面短，应规定不小于工作面长度的2/3.已修改,详见P157根据2、3号煤层节理发育情况、工作面长度、注水钻机能力，确定单向钻孔长度分别为100-160m。钻机选用ZYJ-1000/135、22kW钻机，钻孔直径65-113mm，钻孔间距20m，钻孔平行于回采工作面布置，钻孔倾角与煤层倾角基本一致。5.（第187页-188页）煤体注水单孔注水时间计算。应分2#煤注水量与3#煤注水量相加除以单台注水泵流量，与实际不符（两天注水泵），也没有必要加到一块计算。已修改，详见P158-P1592)单孔注水量2号煤钻孔注水量按下式计算：Q=BLMV（W1W2）K式中：Q 一个钻孔注水量，m3；B孔间距，20m；L工作面长度，120m；M煤层厚度，0.8m；V煤容重，1.32t/m3；W1注水后要求达到的水份，取4%；W2煤层原有水份，1.22%；K水的漏失和注水不均匀系数，取1.5。则Q=201200.81.32(4%-1.22%)1.5=106m33号煤钻孔注水量按下式计算：Q=BLMV（W1W2）K式中：Q 一个钻孔注水量，m3；B孔间距，20m；L工作面长度，180m；M煤层厚度，1.97m；V煤容重，1.32t/m3；W1注水后要求达到的水份，取4%；W2煤层原有水份，0.84%；K水的漏失和注水不均匀系数，取1.5。则Q=201801.971.32(4%-0.84%)1.5=390m3（3）矿井日注水量2号煤层注水量按下式计算：Q日=K1G（W1W2）式中：Q日矿井日注水量，m3/d；K1注水系数，取1.5；G计划注水回采工作面日产量，752t/d；则Q日=1.5752（4%1.22%）=31.4m33号煤层注水量按下式计算：Q日=K1G（W1W2）式中：Q日矿井日注水量，m3/d；K1注水系数，取1.5；G计划注水回采工作面日产量，752t/d；则Q日=1.52722（4%0.84%）=129m3（4） 注水流量(或注水速度)与注水时间本次设计采用动压注水，所选注水泵型号5D-2/150，注水流量2m3/h,故：2号煤注水时间为：=31.4/2=15.7h3号煤注水时间为：=129/2=64.5h式中：T 注水时间，h；Q 钻孔注水量，m3；V 注水流量，m3/h；注水时间为钻孔开始注水至煤体全面湿润为止。注水煤体全面湿润标志为湿润范围内煤层壁出现无效的“出汗”渗水，注水时间通常为10天左右。6.井下消防洒水系统中没有各地点用水量的计算。已修改，详见P48井下降、除尘用水量计算表序号用水项目用水量（l/s）用水时间（h）水压（Mpa）日用水量（m3/d）备注1 采煤机4.20 10.00 0.40 151.20 2 移架喷雾0.30 12.00 2.00 12.96 3 溜煤眼喷雾1.10 12.00 2.00 47.52 3处4 防尘用喷雾装置0.15 12.00 0.40 51.84 8处5 风流净化水幕0.10 16.00 0.40 138.24 24处6 掘进机喷雾2.30 10.00 0.40 82.80 7 湿式凿岩机0.10 10.00 0.30 3.60 8 混凝土搅拌机0.50 5.00 0.10 9.00 9 冲洗巷道给水栓DN500.80 6.00 0.30 17.28 取10个10 煤层注水20-35l/t16.00 0.40 145.45 取30l/t11 装煤前冲洗及洒水0.50 2.00 0.40 3.60 12 装岩前冲洗及洒水0.50 2.00 0.40 3.60 13 锚喷前冲洗0.50 2.00 0.40 3.60 14 采区喷雾0.15 8.00 2.00 4.32 小计674.93 合计富裕系数取1.25843.66 7.第197页水棚管理，40L的水袋实际盛水实际盛水量不得小于39L，标准不能随意降低，应不小于40L。已修改，详见P172水棚区布置有上水管接头，备有上水软管。损坏的水棚必须及时更换，随时补充。十三、第一章1.P26设计概况中应增加“矿井地质、构造、煤层等相关内容”，或者“矿井地质、构造、煤层等相关内容”详见第三章第一节；已修改，详见P27矿井地质、构造、煤层等相关内容详见第二章第一节2.P31“四、井田开拓与开采”中只阐述初设批准的2#、3#煤层及相关内容，其他不赘述；已修改，详见P28-P353.P33在矿井储量计算时，在说明所有煤层资源量、工业、设计、可采储量的同时，还应具体说明本次批准开采煤层的各种储量情况和服务年限；已修改，详见P29-P314.P42-44中采掘装备配备表建议采用“基安达矿的汇总表格式”；已修改，详见P78、P82.十四、第八章1.P124矿井水文地质条件类型和开采2#、3#煤层时的狂进正常和最大涌水量应采用批准矿井地质报告中的数据；已修改，详见P210综上所述，按国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局新颁发的“矿井防治水规定”评价，考虑到由于该矿存在采空区积水，威胁今后安全生产，存在隐患，故本井田各煤层矿井水文地质类型均评价为中等型。矿井3号煤层开采，当生产达能力1.2Mt/a时，开采末期矿井正常涌水量在68m3/h左右，最大涌水量合计113m3/h左右。2.P223采空区积水不影响到2#、3#煤层开采的不叙述，另，本页最后一行叙述错误，需改正；已修改，详见P2093.矿井采空区积水应对被整合矿井的积水情况进行叙述并列表（参考基安达矿）已修改，详见P2104.P240“七、放水闸门”中叙述2#煤层水文地质条件为简单不对，应改为中等；已修改为中等。5.P241排水管直径计算为0.166m，应选直径为0.168m或者0.219m，一般没有直径0.180m的管径；已修改，详见P38、P230页排水管选用2196.0mm和1596mm（长度各235m），吸水管选用2457mm无缝钢管。排水管沿副斜井敷设2趟至地面沉淀池。正常涌水时为1趟工作，1趟备用；最大涌水时为2趟工作。6.矿井排水系统中未考虑应急排水系统，已解决因探放上层和本煤层采空区积水导致矿井涌水量的增加部分的排放；已考虑，详见P234页选用ZQ540-100/2-220/S型潜水泵一台，水泵扬程为H=100m，额定流量Q=540m3/h，配用电机型号为YZQ42/4-220型潜水泵电动机，额定功率Ne=220kW，额定转速ne=1470r/min；一个潜水井放一台ZQ540-100/2-220/S型潜水泵，潜水泵并联运行，排水管路选用一趟2738无缝钢管。十五、防水审查意见1、缺井筒位置标高与其最高洪水位之间的关系。已修改，详见P70跟据调查工业广场主、副、风井井筒标高（最低为+1094.00）均位于最高洪水位（+1090.4m）线以上，一般不受洪水的影响，但提醒业主，要对排洪沟及时清淤泥，以防洪水袭击，造成水害。2、依据增加：国家及山西省关于煤炭相关的法律、标准、规定等已修改，详见P213、第33页6号“资源/储量”应为“保有资源/储量”。本专篇主要针对2、3号煤层，保有储量需要单列并计算其服务年限。已修改，详见P29-P31。4、全井田划分为二个主要生产水平和一个铺助生产水平，但没有叙述水平与煤层的关系。已修改，详见P33上组煤主要生产水平标高为+1061m（一水平），服务于2、3号煤层，采用联合布置，同时开采。5、第100页含煤性没有描述可采含煤系数。已修改，详见P63。6、第三章；第一节缺煤层顶底板岩石力学性质描述；第二节矿井主要灾害因素及安全条件缺水灾（主要为采空区积水影响）。已修改，详见P677、第140页安全出口没有对井底水仓安全出口描述。已修改，详见P1098、第141页矿山压力及地质测量类仪表中：用全站仪代替光学经纬仪。已修改，详见P110矿山压力及地质测量仪器一览表序号设备器材名称型号单位数量备注1圆图压力记录仪YTL-610台482液压支架压力下缩自记仪YSZ-1台483顶板动态仪KY-82台44顶板离层指示测试仪LBY-3个305测枪BHS-10支36液压枕YZ系列个307钻孔油枕应力计HCZ个108超声波围岩裂隙探测仪CT-2台39全站仪FTS-500台110水准仪DS1台111水准仪DS3-2台312地质罗盘CKX-1个39、矿井涌水量没有考虑到采空区积水对矿井涌水量的影响（主要为探放水时的出水量）。已修改，详见P23410、第223页 采空区积水：2号煤层没有描述采空区积水范围；经计算，9号煤层采动时受6号煤层局部采空区积水影响，专篇说法不对。已修改，详见P21011、第226页 矿井防治水措施：增加“有掘有探，先探后掘”或“物探先行，钻探验证”，遇到异常地段时，严格执行矿井防治水规定进行探放水，对才采空区积水“查清放净”。已修改，详见P212本次矿井兼并重组后整合范围内2、3号煤层采空区存在积水。必须始终坚持 “有掘必探、先探后掘，物探先行、钻探验证”的防治水措施，遇到异常地段时，严格执行煤矿防治水规定进行探放水，对采空区积水“查清放净”；12、第229页 采区边界防水煤柱：煤柱总宽度20米，每侧留设20米，应为每侧留设10米；采空区及采空积水区要求先查清范围，再进行留设煤柱。已修改，详见214采区边界防水煤柱依据采矿设计手册规定，煤柱总宽度为20m，采区边界每侧留10m。矿井实际生产时要先查清采空区及采空积水区的范围，根据范围大小再根据规定进行煤柱留设。根据煤矿防治水规定附录三中的防隔水煤（岩）柱的尺寸要求计算公式：式中：L=煤柱留设的宽度，m；K安全系数，一般取25；M煤层厚度或采高，m；p水头压力，MPa；Kp煤的抗拉强度，MPa。由于地质报告中未提供水头压力p的数据，因此，设计中暂无法详细计算采空区煤柱留设宽度，根据以往经验留设采空区煤柱，结合已开采现状确定采空区边界初步考虑按不小于20m煤柱留设。矿方在建设生产前，须补充测量，根据煤矿防治水规定重新计算留设煤柱的宽度，方可最终确定留设宽度。各种防隔水煤柱留设宽度必须严格按照煤矿防治水规定（2009.12.1）要求留设，严禁在防隔水煤柱内进行采动。13、第237页 截水用水闸门与第240页提出无需设置水闸门不一致，应根据该矿井的水文地质实际情况提出防治水措施。已修改，详见防治水章节14、第240页 矿井正常涌水量113m3/h，应为最大涌水量。已修改，详见P229页15、第324页 安全机构：缺探水队；特殊工种缺探水工；定员缺探水工定员。已修改，详见第十二章16、综合柱状图：7号煤层平均0.8米，没有6号煤层；充水性图：图名中“冲”应为“充”，周边矿井采掘情况未上图，煤柱未上图；开拓图：矿井边界符合不对，采空积水范围没有上图。十六、第七章、第十一章及爆破材料1.缺井上爆破材料库的设施及管理要求已修改，详见P1052.218页与203页采面结束后封闭时间不一致已修改，详见P203采煤工作面回采结束后，停采线附近的回采巷道45天内砌筑永久性密闭，以便及时封闭采空区。另外，对于废弃的巷道和盲巷应及时密闭。3.第215页应增加井口房附近的火灾危害已修改，详见P198生产中要坚决贯彻执行煤矿安全规程有关规定，即：井口房、主要通风机附近20m内不得有火或火炉取暖。井口房内不得从事电焊、气焊和喷灯焊接工作；严禁携带烟草和点火工具；严禁使用电炉。另外井口房内设置消火栓、灭火器等灭火设施。十七、瓦斯监控部分1.回采工作面缺上隅角瓦斯传感器、中部安装瓦斯传感器没有必要，缺CO传感器、温度传感器内容。已修改，见说明书P293。三、甲烷传感器的设置由于井下采区的变化及新标准AQ1029-2007的颁布，传感器均距顶板不得大于300mm，距巷壁不得小于200mm。甲烷传感器布置发生如下变化：1.在距回采工作面10m处设瓦斯传感器，当瓦斯浓度达以下数值时，分别进行报警、断电、复电。1.0%CH4 报警 1.5%CH4 断电 1.0%CH4 复电断电范围：工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。2.在距回采工作面混合风流10-15m处设置瓦斯传感器，当瓦斯浓度达以下数值时，分别进行报警、断电、复电。1.0%CH4 报警 1.5%CH4 断电 1.0%CH4 复电断电范围：工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。3.在工作面上隅角设瓦斯传感器，当瓦斯浓度达以下数值时，分别进行报警、断电、复电。1.0%CH4报警 1.0%CH4断电 1.0%CH4复电断电范围：工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。4.在井下煤仓上安装煤位及瓦斯传感器，当瓦斯浓度达到以下值时,分别进行报警、断电、复电。1.5%CH4 报警 1.5%CH4 断电 1.5%CH4 复电断电范围：储煤仓运煤的各类运输设备及其他非本质安全型电源。5在距掘进工作面5m处设置瓦斯传感器，当瓦斯浓度达以下数值时，分别进行报警、断电、复电。1.0%CH4 报警 1.5%CH4 断电 1.0%CH4 复电断电范围：掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。6.在距掘进工作面混合风流10-15m处设置瓦斯传感器，当瓦斯浓度达以下数值时，分别进行报警、断电、复电。1.0%CH4 报警 1.5%CH4 断电 1.0%CH4 复电断电范围：掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。四、其它传感器的设置1.在工作面回风顺槽口、总回风巷及带式输送机滚筒下风侧10-15m处设一氧化碳和烟雾传感器，一氧化碳传感器的报警浓度为0.0024%CO。2.在工作面回风顺槽口、井下主变电所和胶带机头硐室设置温度传感器，温度传感器的报警值为260C。3.在采煤机上必须设置便携式甲烷检测报警仪，当瓦斯浓度1.0%CH4时报警。4.在掘进机上设置便携式甲烷检测报警仪，当瓦斯浓度1.0%CH4时,报警。5.测风站设置地点：总回风巷、主运输巷道。共设甲烷传感器1个、风速传感器1个、一氧化碳传感器1个、粉尘传感器1个。6.通风机房设置压力传感器和风速传感器；通风机设开停传感器。7.各主要风门设风门传感器，当两道风门同时打开时，发出声光报警信号。8. 为监测被控设备瓦斯超限是否断电，被控开关的负荷侧必须设置馈电传感器。9.掘进工作面局部通风机设开停传感器。10.在回采工作面、掘进工作面及井下测风站安设声光报警器。当瓦斯超限时发出声光信号。详见安全生产监控系统附图C1806-274-1、2。2.缺掘进工作面的传感器设置内容。已修改，见说明书P295。4在距掘进工作面5m处设甲烷传感器，当瓦斯浓度达以下数值时，分别进行报警、断电、复电。1.0%CH4 报警 1.5%CH4 断电 1.0%CH4 复电断电范围：掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。3.缺分站的声光报警器、馈电传感器等内容。已修改，见说明书P295。4.缺监控系统管理方面内容。已修改，见说明书P297。一、检修机构煤矿应建立安全监控设备检修室，负责本矿安全监控设备的安装、调校、维护和简单维修工作，为建立检修室的小型煤矿应将安全监控仪器送到检修中心进行调校和维修。在陆合集团总该公司建立安全监控设备检修中心，负责安全监控设备的调校、维修、报废鉴定等工作，有条件的可配制甲烷校准气体，并对煤矿进行技术指导。安全监控设备检修室宜配备甲烷传感器和测定器校验装置、稳压电源、示波器、频率计、信号发生器、万用表、流量计、声级计、甲烷校准气体、标准气体等仪器装备；安全监控设备检修中心除应配备上述装备外，具备条件的宜配备甲烷校验气体配气装置、气相色谱仪或红外线分析仪等。配制甲烷校验气体的装备和方法必须符合MT423-1995的规定，选用纯度不低于99.9%的甲烷标准气体作原料气。配制好的甲烷校验气体应以标准气体为标准，用气体色谱仪或红外线分析仪分析定值，其不确定度不小于5%。甲烷校验气体配气装置应放在通风良好，符合国家有关防火、防爆、压力容器安全规定的独立建筑内。配气气瓶应分室存放，室内应使用隔爆型的照明灯具及电器设备。高压气瓶的使用管理应符合国家有关气瓶安全管理的规定。安全监控设备必须按产品使用说明书的要求定期调校。安全监控设备使用前和大修后，必须按产品使用说明书的要求测试、调校合格，并在地面试运行24h48h方能下井。采用载体催化原理的甲烷传感器、便携式甲烷检测报警仪、甲烷检测报警矿灯等，每隔10d必须使用校准气体和空气样，按产品使用说明书的要求调校一次。调校时，应先在新鲜空气中或使用空气样调校零点，使仪器显示值为零，在通入浓度为1%2%CH4的甲烷校验气体，调整一起的显示值与校准气体浓度一致，气样流量应符合产品使用说明书的要求（低浓度载体催化式甲烷传感器调校方法见附录B）。除甲烷载体催化原理以外的其他气体监控设备应采用空气样和标准气体按产品说明书进行调校。风速传感器选用经过标定的风速计调校。温度传感器选用经过标定的温度计调校。其他传感器和便携式检测仪器也应按使用说明书要求定期调校。安全监控设备的调校包括零点、显示值、报警点、断电点、复电点、控制逻辑等。每隔10d必须对甲烷超限断电闭锁和甲烷风电闭锁功能进行测试。煤矿安全监控系统的分站、传感器等装置在井下连续运行6个月12个月，必须升井检修。二、维护为保证KJ95N型安全生产监测系统有效、可靠的运行，该矿井必须建立了专门的管理机构和一支高水平的运行、维护队伍，运行、维护人员必须经过专业技术培训方可上岗，井上设备必须由专业人员操作，井下安全监测工必须24h值班，每天检查煤矿安全监控系统及电缆的运行情况。使用便携式甲烷检测报警仪与甲烷传感器进行对照，并将记录和检查结果报地面中心站值班员。当两者读数误差大于允许误差时，先以读数较大者为依据，采取安全措施，并必须在8h内将两种仪器调准。下井管理人员发现便携式甲烷检测报警仪与甲烷传感器读数误差大于允许误差时，应立即通知安全监控部门进行处理。安装在采煤机、掘进机和电机车上的机（车）载断电仪，由司机负责监护，并应经常检查清扫，每天使用便携式甲烷检测报警仪与甲烷传感器进行对照，当两者读数误差大于允许误差时，先以读数最大者为依据，采取安全措施，并立即通知安全检测工，在8h内将两种仪器调准。对需要经常移动的传感器、声光报警器、断电控制器及电缆等，由采掘班组长负责按规定移动，严谨擅自停用。井下使用的分站、传感器、声光报警器、断电控制器及电缆等由所在区域的区队长、班组长负责使用和管理。传感器经过调校检测误差仍超过规定值时，必须立即更换；安全监控设备发生故障时，必须及时处理，在更换和故障处理期间必须采用人工检测等安全措施，并填写故障记录。低浓度甲烷传感器经大于4%CH4的甲烷冲突后，应及时进行调校货或更换。电网停电后，备用电源不能保证设备连续工作1h时，应及时更换。使用中的传感器应经常擦拭，清除外表积尘，保持清洁。采掘工作面的传感器应每天除尘；传感器应保持干燥，避免洒水淋湿；维护、移动传感器应避免摔打碰撞。十八、电气安全1.副井提升绞车选型时电压等级为660V，供电系统图及矿井负荷统计表中电压等级为10000V，需核实。已核实修改，改为660V，见负荷统计表。2.P249页一、二级负荷划分前后矛盾，如副井提升机房、井下主变电所。已修改，见P243。地面通风机房、副井提升机房、井下主变电所均按一级负荷考虑。通风机房、双回10kV电源均引自矿井35kV变电站10kV不同母线段。空压机房、锅炉房、二级泵站、生产系统、主井空气加热室、副井空气加热室、矿灯房、井下水处理站、调度通信室等均按二级负荷考虑。上述各处配电点均由两回路线路供电，且接于不同的母线段。 3.P251页下井两趟电缆均从副斜井敷设，从安全上考虑两回均应从主斜井敷设入井。若因条件所限必须从副斜井入井时必须要有防止电缆掉落。挤压、砸伤的防范技术措施，同样对压风管路也要有防范措施。已补充，见说明书P246。下井电缆共2回，经副斜井井筒敷设至井下主变电所，其它井下电缆经进风巷道或进风顺槽敷设。经副斜井下井的电缆悬挂高度保证在1.8m以上，并且用20#槽钢保护，以防止矿车掉道时砸伤电缆。斜井井筒电缆选用细钢丝铠装型，平巷中电缆选用钢带铠装型，非固定敷设的高低压电缆选用符合MT818标准的橡套软电缆，移动式或手持式电气设备使用专用的橡套电缆。井下压风管路保持敷设牢固平直，进入避难硐室和救生舱前20米采取埋管。4.负荷统计表统计工作局扇2台360kW，不对，应为4个掘进头4台，局扇功率较大。P254页设置在其它地点的局部接地极采用直径不小于35mm、长度不小于1.5m的30002004mm钢管制成，前后矛盾。已修改，见负荷统计表及说明书P249。二、接地网主接地极采用15006006mm的耐腐蚀钢板制成；设置在水沟中的局部接地极采用30002004mm的耐腐钢板或具有同等有效面积的钢管制成，设置在其他地点的局部接地极采用直径不小于35mm、长度不小于1.5m的钢管制成。接地母线采用404mm的镀锌扁钢，电气设备外壳与接地母线或局部接地极的连接视情况采用404mm或254mm的镀锌扁钢。接地网上任一保护接地点的接地电阻均不超过2。每一移动式和手持式电气设备至局部接地极之间的保护接地用的电缆芯线和接地连接导线的电阻值不超过1。5.矿井主变选用SZ9-6300/35，不当，一是型号旧，建议选用SZ11系列；二是容量建议加大一点，负荷率为83.3%，偏高。已修改，见说明书P241。35kV变电站内选用两台SZ11-6300/35双绕组变压器2台，电压为3532.5%/10.5kV，联接组标号为Y/-11。两台变压器一用一备，其负荷率为80.1%，保证率为100%。两台主变压器均室外布置。6.生产区10kV变电所为双回路供电，但35kV变电站主接线图上只有一回出线；10kV及下井回路选用200/5互感器，偏小，只可供2770kW，实际负荷为3135kW；10kV主进线开关、母联开关选用630A开关，容量偏小、余量不足，建议选用1250A，便于下一步负荷增加的需求。已修改，见供电系统图AZ1817-261-027.井下供电图中，局扇供电方式不正确，主变电所内一个工作面主备局扇电源取自同一母线段；变电所出线开关容量不匹配，供30101工作面开关用100A，实际负荷变压器容量为2260Kva,设备装机容量为1200kW，开关容量不足。已修改，见供电系统图AZ1817-261-078.缺主通风机房、副井提升机房、空压机房的配电系统图。已补充，见图AZ1817-261-04、AZ1817-261-05 、AZ1817-261-069.井下回采面高压供电由中央变电所引一趟高压电缆分别串接回风顺槽移变及工作面移变，回风顺槽移变到工作面第一台移变中间供电距离最大为1000米，这种长距离串接供电方式会造成高压供电系统事故或检修停电时影响范围大，以及检修或事故处理时停送电操作及安全管理不便。建议对此引起高度重视，完善相关操作及管理制度或措施。已修改，见供电系统图。十九、提升、运输、压缩空气设备1.P32：主、副斜井为新建，主井倾角16、净宽4.5m、净面积13.3m2;副斜井16-7-0，净宽4.5m，净断面13.3m2。P35：主、副斜井为改造，主井倾角14、净宽4.5m、净面积13.3m2;副斜井16，净宽4.5m，净断面13.3m2。，前后不一致。已修改，详见P33新建主斜井：倾角16，净宽4.5m，净断面13.3m2，开采上组煤时，井筒长度为300m，井筒装备带宽1000mm带式输送机，担负全矿井提煤、辅助进风任务并兼作安全出口。新建副斜井：由于地面条件及井田边界限制，本次设计将副井倾角确定为16-7-0，净宽4.5m，净断面13.3m2，开采上组煤时井筒斜长为151m，装备单钩串车，担负全矿井下料、人员和矸石等辅助提升任务并兼做矿井进风和安全出口。改造并延长原昌泰煤矿的主斜井为矿井前期回风斜井：该井筒倾角为14，原斜长280m，净宽刷大到4.5m，净断面17.3m2，装备行人台阶，担负全矿井前期回风兼作矿井安全出口。原瑞合煤矿的主立井，倾角90，净直径4.5m，净断面15.9m2。经验算能够满足矿井1.2Mt/a的通风要求，因此本次设计对原井筒进行利用及延深，开采上组煤时井筒垂深216m，装备梯子间，担负全矿井后期回风并作为矿井安全出口。2.P32：前期回风井为斜井；P35前期回风井为立井，前后不一致。已修改，详见P333. 1.P38页主斜井安装有主斜井胶带机和检修绞车，一方面安装检修绞车意义不在，另一方面同一巷道机轨合一，安全管理难度大，不建议采用。如果条件可能，建议在主斜井安设架空乘人装置解决矿井运人问题，副斜井只担负矿井下料和矸石提升运输任务。本条意见不修改。4.P261页、262页主井胶带机选型前后矛盾，前面为单驱动滚筒电机驱动，采用低压软起动，电动机为Y355M-4、185kW、380V；后面为头部双滚筒三电机，采用CST可控传输系统驱动，电动机为YKK630-4、1400kW、10KV；逆止器、制动器、张紧装置前后选型均不一致。已修改，详见P257页驱动方式：单滚筒单驱动。电动机： Y355M-4，N=185kW，1台。液力偶合器：YOXZ560，1台；减速器： DCY500-31.5，1台；制动器： YWZ5-400/121，1套；逆止器： NYD270，1个。拉紧装置：重锺张紧5. P261页、262页主井胶带机应配备的保护叙述前后不一致，前面有堆煤保护，后面未提；262页主井胶带机电气保护中的f项：漏斗溜槽堵塞联锁，是否真的需要与溜槽联锁？已修改，详见说明书P257。5.主斜井带式输送机的电气保护主斜井胶带机控制采用PLC电气控制系统，集中监视和控制，设置下列保护、联锁和信号：a.沿胶带输送机人行通道侧设置事故紧急停车装置；b.胶带跑偏保护和信号；c.胶带断带保护；d.胶带打滑保护；e.驱动滚筒温度和烟雾保护；f. 胶带纵向撕裂保护；g. 胶带拉紧装置极限位置保护；h. 起动停车的预报及警告信号；j. 电动机短路、欠压、过载、断电等电气保护和定子温度保护。主斜井带式输送机PLC电气控制系统留有监测和保护系统接口可以与矿井安全、生产监控系统相连接。6. P277页副井提升机房两回380V电源引自生产区10/0.4kV变电所，P281页两回380V电源一回引自工业场地变电所，一回引自提升机电控系统辅助变压器，前后不统一。已修改，详见说明书P272。副井提升机房设配电室，两回10kV电源引自工业场地35kV变电站10kV母线侧不同母线段，一用一备，一回电源停止供电时，另一回电源线路能保证提升机房的全部高压负荷运行；两回380/220V电源，一回引自矿井工业场地变电所，一回引自提升机电控系统辅助变压器。7. P281页副井提升机保护功能中未具体明确有无限速装置及具体要求。已修改，详见说明书P276。2、副井提升机电控为变频调速系统，核心控制采用两套S7-300可编程控制器；保护功能主要设有：1.防过卷装置：当提升容器超过正常终端停止位置0.5m时,必须能自动断电,并能使保险闸发生制动作用。2.防过速装置：当提升速度超过最大速度15%时，必须能自动断电，并能使用保险闸发生作用。3.深度指示器失效保护装置：深度指示器失效时，能自动断电，并进行安全制动。4.松绳保护装置：设有