《瓦斯防治能力评估申请资料 》.doc

此文档收集于网络，如有侵权，请联系网站删除申请瓦斯防治能力评估资料XXXX二0一二年三月二十五日 目 录一、煤矿发展概况、从事煤炭生产年限及近三年安全生产情况说明，企业及矿井相关负责人从业经历证明。二、煤矿名单三、煤矿瓦斯防治机构及人员配备文件复印件四、矿井瓦斯防治系统设施情况的说明五、煤矿瓦斯防治管理权限、管理程序规定，煤矿瓦斯防治规划、生产规划、年度目标制定及执行情况说明，煤矿瓦斯防治工作检查考核制度制定及执行情况说明六、煤矿瓦斯防治方案、防治效果评价制度制定及执行情况的说明七、近三年煤矿煤炭生产安全费用实际提取、使用和瓦斯防治资金投入的财务报表八、其他应提供的材料第1章 煤矿发展概况、从事煤炭生产年限及近三年安全生产情况说明，企业及矿井相关负责人从业经历证明第一节煤矿发展概况一、矿井现状XXXX煤矿现处于建设阶段。矿井在2007年委托贵州大学勘察设计研究院编制完成了XXXX开采方案设计和安全专篇，设计生产能力均为9万吨/年；2008年4月，贵州省煤炭管理局下发文件：黔煤规字2008227号关于对XXXXX乡XXXX开采方案设计的批复；2008年8月，贵州省煤矿安全监察局水城监察分局文件黔煤安监水字【2008】212号关于XXXX安全设施设计的批复；矿井获得施工资格后并未按原设计进行施工，而是对井筒方位进行了调整之后方开始施工，目前矿井三条井筒已施工1750米，工业场地平场完毕，部分地面基础设施已修建完毕。该工业场地地势较为平缓、开阔，水源丰富，有直接通至矿区的简易公路，交通较为方便，同时，该坡地为一旱地，无居民居住。主、副井、风井场地集中布置，采用斜井对全井田开拓，系统简单，工程量小，运输集中。井田北西面煤层露头附近XXXX煤矿工业场地改扩建后能满足矿井30万吨/年的生产能力，投资少，见效快，无需新修进场公路。矿区采矿权范围由4个拐点坐标圈定，矿区面积为3.825km2，开采深度：1450至600m标高，走向长约2.03km，倾向宽约1.883km，生产规模为30万吨/年，本项目投资资金为企业自筹。二、地理概况1、矿井所在地理位置XXXX位于贵州省毕节地区XXX东部，矿区直距XXX城关镇直距15km，距乡政府2km，属XX乡管辖。地理坐标：东经10529001053015北纬264845264945注：以下将“贵州省XXXX”简称为“XXXX煤矿”。2、交通情况区内交通以公路为主，纳雍至织金公路从矿区外北侧穿过，矿区到纳雍一电厂约50km，有乡村公路直达矿区。交通较为便利。交通详见贵州省XXXX交通位置图。XXXX交通位置图3、地形地貌矿区地貌为溶蚀、侵蚀为主的低山、中山；属中、低中山，沟谷地貌，地形为缓坡陡崖，以缓坡为主，为反向坡。最高点位于矿区西部唐家大坡，海拔高程为1713.2m，最低点位于矿区南东角果比河河床附近，海拔高程1218.5m，最大相对高差494.7m。当地侵蚀基准面为1218.5m。井田内地势总趋势呈中部高，西北低。4、水系河流本区地表水系属乌江水系。矿区内地表水不发育，仅发育季节性的小冲沟。流量主要受降雨影响，明显呈季节性变化。5、气象与地震矿区属中亚热带季风气候区，因受南、北气流和高原地貌的双重制约，季节更替不甚分明，气温变化也不大，冬无严寒，夏无酷署。据历年气象资料，极端最高气温为34.1，极端最低气温9.6，年平均气温13.6，无霜期265天，基本属温和气候。雨量充沛，年平均降雨量1243mm，多集中在68月，此段时间内降雨量可多达670680mm；平均风速为2.3m/s，最大风速为20.0m/s，风向多为东风。区内无地震资料记载，近年来也未发生地震灾害。根据中华人民共和国建设部、国家质量监督检验检疫总局2001年07月20日联合发布的建筑抗震设计规范（GB500112001）的规定，井田范围内抗震设防烈度为VI度。6、经济概况当地居民有彝、汉、苗族等。以农业为主，农作物有水稻、玉米、小麦、洋芋等；经济作物有烤烟、苡仁米、油菜、水果、蔬菜等。工业经济基础薄弱，地方经济、文化较落后，劳动力资源丰富。区内为并网电源，电力资源充足，能满足当地生产生活需求；水源较丰富，但每年11月至次年3月枯水季节，生产生活用水相对比较困难。植被中等发育，水土流失较严重。近年来，区内得天独厚的煤炭资源及优越的自然气候条件给矿区带来了勃勃生机。7、环境状况井田地处云贵高原山区，矿井工业场地相对开阔，附近无环境特殊敏感点，另外，工程项目投产后的主要废水为井下污水及工业场地内废水；废气主要为燃煤锅炉烟气，其他还有生产性粉尘；固体废弃物主要为矿井矸石；噪声主要为矿井通风机房、绞车房、机修车间、锅炉房、坑木加工房等设备等的噪声。矿区周围无大型污染企业，环境状况较好。三、主要自然灾害矿区主要自然灾害有顶、底板、瓦斯、粉尘、火灾、水害、冰雹、地表崩塌、滑坡、泥石流等。四、工程建设性质XXXX煤矿为一新建矿井，开采方案设计变更已获得批复，已取得采矿许可证，设计能力30万吨/年。五、对矿井地质勘探工作的评价兖矿集团东华建设有限公司2010年10月提交的贵州省XXXX煤炭资源储量核实及勘探地质报告，为本设计提供了依据，勘探程度达到设计要求。但地质报告中矿井水文地质资料叙述不是很详尽，建议加强水文地质调查工作，及时补作水文地质报告报主管部门审批，矿井水文生产过程中不断收集矿井水文地质资料，给矿井防治水管理提供科学的管理依据。六、井田开拓与开采1、井田境界XXXX煤矿井田境界及矿井开采深度是根据贵州省国土资源厅2007年8月14日颁发的XXXX采矿许可证（证号：5200000711525）而确定的，矿区由以下4个拐点圈定，矿区为一不规则多边形，走向长约2.03km，倾向宽约1.883km，面积约3.825km2，开采深度为：1450600m标高。该矿井属规划建设项目之一，与周围规划和保留生产矿井之间无矿界重叠、无矿权纠分，其拐点坐标祥见下表。矿区范围拐点坐标拐点编号坐 标XY02968853.935550117.612967007.135550124.922966999.135548053.632968845.835548046.6矿区面积：3.825km2；开采标高：+1450+600m2、储量根据兖矿集团东华建设有限公司2010年10月提交的贵州省XXXX煤炭资源储量核实及勘探地质报告及贵州省国土资源厅2010年11月10日下发的（黔国土储备字【2010】197号）关于贵州省XXXX煤炭资源储量核实及勘探地质报告矿产资源储量评审备案证明和贵州省矿业权评估师协会（黔矿评协储审字【2010】132号）贵州省XXXX煤炭资源储量核实及勘探地质报告评审意见书；截至2010年10月，XXXX煤矿准采标高内累计煤炭总资源量3463万t，其中：探明的(可研)经济基础储量(111b)有805万t；控制的经济基础储量(122b)有762万t，（332）有47万t；推断的内蕴经济资源量(333)有1849万t。XXXX煤矿变更后矿产资源量汇总详见下表。XXXX煤矿资源/储量汇总表（万t）煤层编号基础储量资源量合计111b122b计333670141211320531797521491733228961322281433711747472933402116736203191394328826835631867434287133420411831合计805809161418493463（1）矿井工业资源/储量矿井工业资源量（111b）+（122b）（333）0.8式中：0.8是对推断资源量(333)作资源可靠性评价后的可信度系数。6号煤层：（111b）+（122b）（333）0.8=70+141+3200.8=467万t7号煤层：（111b）+（122b）（333）0.8=97+52+1730.8=287.4万t8号煤层：（111b）+（122b）（333）0.8=96+132+1430.8=342.4万t17号煤层：（122b）（333）0.8=47+2930.8=281.4万t21号煤层：（111b）+（122b）（333）0.8=167+36+1910.8=355.8万t32号煤层：（111b）+（122b）（333）0.8=88+268+3180.8=610.4万t34号煤层：（111b）+（122b）（333）0.8=287+133+4200.8=756万t总计：3100.4万t（2）矿井设计资源/储量根据中华人民共和国国家标准GB503992006煤炭工业小型矿井设计规范的规定，计算矿井设计资源/储量时，应从工业资源/储量中减去断层、防水、井田境界、地面建（构）筑物等永久煤柱煤量及因法律、社会和环保等因素不得开采的煤量。因此，XXXX煤矿矿井设计资源/储量计算如下： 永久煤柱留取原则永久井田境界煤柱：以所划定的矿区开采边界的铅垂线至所采煤层的投影线内推20m计算。地表水体保护煤柱：以地面需保护的水体外推30m，计算时以=55、=65的岩层移动角推算至所采煤层连线形成的区域，即为地面水体保护煤柱。区内无地表水体，因此不考虑留设水体保护煤柱。村寨保护煤柱：矿区范围内大部分是高山，只有少数房屋零星分布,设计建议业主对矿区范围内居民进行搬迁的工作,因此设计不考虑留设煤柱。断层煤柱：断层两边各留设20m计算。区内有几条小断层，只对有断层的煤层进行断层煤柱留设。 永久煤柱损失本设计主要对井田边界、断层留设永久保护煤柱；矿区永久煤柱损失计算详见表。表内的永久煤柱损失量按公式：面积/COS（倾角）煤层厚度容重0.8分别计算得出矿区内（333）资源量可信度系数按0.8计算井田内构造中等，井下较多巷道控制，故(333)资源量乘以可信度系数按0.8作为设计利用储量。由上表计算得永久煤柱损失为：154.2万t。 矿井设计利用储量矿井设计利用储量工业资源/储量永久煤柱损失3100.4154.22946.2（万t）（3）矿井设计可采储量根据中华人民共和国国家标准GB503992006煤炭工业小型矿井设计规范的规定，计算可采储量时，应从设计资源/储量中减去工业场地、井筒、井下主要巷道保护煤柱煤量和开采损失煤量，因此，XXXX煤矿可采储量计算如下： 保护煤柱留取原则井筒、井下主要巷道保护煤柱：以井下需保护的井筒及井下主要巷道向一侧或两侧外推20m，其它煤层按=65的岩层移动角推算至所采煤层连线形成的区域，即为井筒及井下主要巷道保护煤柱； 保护煤柱损失本方案主要对地面工业场地、井筒和井下主要巷道计算保护煤柱损失（由于XXXX煤矿工业场地、井筒和主要巷道均位于6、7、8、14、17号煤层底板，因此6、7、8、14、17号煤层不考虑留设工业场地、井筒和主要巷道的保护煤柱，本矿井只计算32、34号煤层工业场地、井筒和主要巷道的保护煤柱损失量），矿井保护煤柱损失计算详见表。表内的保护煤柱损失量按公式：面积/COS（倾角）煤层厚度容重0.8分别计算得出矿区内（333）资源量可信度系数按0.8计算保护煤柱损失计算表煤层编号资源量类型井巷煤柱投影面积（m2）工业场地煤柱投影面积（m2）倾角（）平均厚度（m）容重（t/m3）永久煤柱煤量（万t）可信度系数煤柱损失量（万t）32111b3456812326241.581.512.23 112.23 122b321430241.588.38 18.38 333491860241.5812.82 0.810.26 34111b3897613427241.711.4914.69 114.69 122b459870241.7112.89 112.89 333543260241.7115.23 0.812.18 合计76.23 70.6 永久煤柱损失合计70.6万吨 矿井设计可采储量可采储量=设计利用资源量（井筒煤柱+巷道煤柱)采区回采率其中：采区回采率取值为：中厚煤层为0.8；薄煤层为0.85。6、32、34号煤层为中厚煤层，7、8、17、21号煤层为薄煤层。6、32、34号煤层可采资源储量（467+610.4+756）-（17.04+29.38+35.01）-70.60.81345.10万t7、8、17、21号煤层可采资源储量（287.4+342.4+281.4+355.8）-（8.99+16.98+18.05+18.69）0.85963.43万t矿井设计可采储量汇总表见表 矿井设计可采储量汇总表采区回采率设计利用资源/储量（万吨）井筒、巷道、工业场地煤柱（万吨）矿井设计可采储量（万吨）中厚煤层（6、32、34）0.81751.9770.61345.10薄煤层（7、8、17、21）0.851267.000963.43合计2308.533、设计能力及服务年限合理确定矿井能力，对保证矿井生产的稳定性及可靠性，节省基本建设投资及早投产、达产至关重要。本设计详细分析了地质资料提交的地质条件，煤炭资源条件、煤层赋存条件、开采技术条件和业主的投资情况等综合因素，确定该矿以一个工作面达到30万吨/年是切实可行的。XXXX煤矿服务年限按下式计算：TZ可/1.5A式中：T服务年限，aZ可可采储量，万吨A设计年生产能力，万吨/年，按15万吨/年计算。1.4储量备用系数，取1.4。T2308.53/（1.530）50.0（a）矿井服务年限为50.0年，满足设计要求。4、井田开拓方式根据矿区内地形特点，工业场地选择主要考虑以下几个因素：工业场地应选择在地势较为平坦，交通较为便利的地方；该矿井现为开采方案设计变更，井口及工业场地的选择应尽量利用现有井筒及场地进行改造、少占良田好土，少拆迁或者不拆迁村庄或房屋、减少投资、缩短建设工期；矿井生产过程中，不影响周围村民生活、生产及减少干扰和污染。根据矿区内地质地形、地貌、煤层特征及交通、原有地面建筑物、井筒、煤的开发利用等综合考虑，本着确保安全，满足生产的原则。因此，设计考虑将现有工业场地进行改造后利用，工业场地地势较为平缓、开阔，水源丰富，有直接通至矿区的简易公路，交通较为方便，同时，该坡地为一旱地，无居民居住，平场及征地容易。主井、副井、风井场地集中布置，采用斜井对全井田开拓，系统简单，工程量小，运输集中，经改造后可满足矿井30万吨/年的生产能力，投资少，见效快，无需新修进场公路。设计采用斜井开拓，工业场地位于井田东南面矿界中部34煤层露头附近地形较为平坦的坡地上，工业场地内集中布置有主斜井、副斜井、回风斜井三条井筒。主斜井井口坐标：X2967403，Y35549638，Z+1387m；主斜井在34号煤层露头处开口，采用穿层布置，以158的方位，18的倾角穿层至+1188m标高落平（现已掘进605米）。副斜井井口坐标：X2967415，Y35549598，Z+1391m；副斜井在34号煤层露头处开口，以158的方位，20的倾角布置至+1188m标高落平（现已掘进460米）。回风平硐暗斜井井口坐标：X2967346，Y35549588，Z1385m；回风平硐在34号煤层底板开口，以158的方位，3坡度掘进110m平硐后变为21倾角掘进111m后倾角再为18，掘至1188m标高落平（现已掘进565米）。在副斜井底部+875m标高开口，施工轨道主石门至运输平巷与二采区下部联络巷及排矸斜井连接。主斜井、副斜井、回风井落平后通过井底联络巷连接，在+1188m标高布置水泵房、主副水仓及消防材料库形成矿井开拓系统。主斜井、副斜井、回风井通过石门连接6煤层，再沿煤层走向布置回采工作面运输顺槽、回风顺槽至采区（井田）边界，通过切眼勾通上、下顺槽，构成回采工作面进、回风系统，形成矿井一采区生产系统。全矿井划分为两个水平三个采区开采，一水平标高+1188m、二水平标高+778m。主斜井、副斜井、回风井兼作采区上山，设计以一个普采工作面，两个掘进工作面达到设计生产能力，采煤方法为走向长壁后退式采煤法。矿井采用机械通风，通风方式为：中央并列式，通风方法为：抽出式。5、井筒用途、布置及装备XXXX煤矿采用斜井开拓，该矿共设有主斜井、副斜井、回风斜井三个井筒及一条排矸斜井，主斜井铺设带式输送机运输，担负矿井辅助进风、煤炭运输、管线铺设等任务，副斜井铺设轨道，轨道距600mm，担负矿井主要进风、人员、设备、材料、矸石运输及管线铺设等任务，回风井为矿井专用回风井，担负矿井专用回风。原煤通过主斜井胶带输送机运输至地面工业场地储煤场装车外运，矿井井筒特征及井筒断面详表矿井井筒特征表顺序名称单位主斜井副斜井回风平硐暗斜井1井口坐标Xm296740329674152967346Ym3554963835549598355495882井口标高m+1387+1391+13853方位角度1581581584断面净m29.69.611.0掘进m210.510.512.15长度m6485977326倾角（坡度）度182037井筒装备800mm皮带30kg/m钢轨注：表中坐标为北京坐标系，黄海高程。6、采区布置XXXX煤矿井田面积约3.825km2，走向长约2.03km，倾向宽约1.883km，开采深度为：1450600m标高，矿区内可采煤层为6、7、8、17、21、32、34七层煤，煤层平均层间距分别为4.6m、5.3m、62.4m、31.4m、61.8m、12.4m，煤层平均倾角24。设计将矿井划分为两个水平三个采区开采，一水平标高1188m标高、二水平标高+778m，由于三条井筒均从底板穿过全部可采煤层，因此，设计考虑采取联合开采的方式开采所有煤层。水平及采区划分详见 图3开拓系统平面图、图4开拓系统剖面图。7、开采顺序（1）采区间的开采顺序矿井划分为两个水平三个采区，采区间的开采顺序：一采区二采区三采区。（2）采区内煤层间的开采顺序本矿全区范围内可采煤层七层，即6、7、8、17、21、32、34煤层，煤层之间的平均层间距为4.6m、5.3m、62.4m、31.4m、61.8m、12.4m，采取联合开采方式，开采各煤层时，通过石门与各煤层回采工作面运输顺槽和回风顺槽连接构成进回风系统和生产系统进行回采，煤层间开采顺序：67817213234煤层。（3）区段内的开采方式区段间的开采顺序：区段下行式。8、采煤工艺及主要设备（1）采煤方法及采煤工艺1）采煤方法的确定根据矿井开拓方式、采区巷道布置及煤层赋存特点，该矿井采用走向长壁后退式采煤法。2）采煤工作面的回采工艺及装备XXXX煤矿可采7层煤，煤层总厚度为9.95m，煤层平均倾角在24，属缓倾斜煤层群开采，采用走向长壁采煤法，全部垮落法管理顶板。首采6煤层，65煤层顶板以灰岩为主，稳定性一般，底板以泥岩为主，遇水后易泥化膨胀，产生底鼓现象。工作面采用DZ1830/100型外注式单体液压进行支护，工作阻力为300KN/根，支撑高度为18001110mm，初撑力118157KN；选用DJB1200/300型金属铰接顶梁。”三、四”排支护方式。柱距0.8m，排距1.2m，由于柱距过小过人困难，因此，支柱布置时应每隔3m留设一个0.7m的过人通道，最大控顶距为4.8m，最小控顶距为3.6m，全部垮落法管理顶板，回柱绞车选用JH-8型。3）工作面循环方式、作业方式的选择矿井设计年工作日数为330天，地面采用“三八”制作业，每天三班作业，每班工作八小时，井下采用“四六”制作业，每天四班作业，每班工作为六小时，采取二采二准。4）工作面生产能力矿井年生产能力为30万吨/年，以一个采区一个炮采工作面达到生产能力，首采工作面布置在6煤层（1061工作面），煤层平均倾角为24，为利于风排采面上隅角瓦斯，回采工作面回风顺槽超前运输顺槽1015m，工作面平均斜长140m，平均采高为1.43m，工作面回采率95%，采用走向长壁后退式采煤法，普采工艺，采用单体柱配合铰接顶梁支护，采用全部垮落法管理顶板。矿井设计年工作日为330天，日工作制采用“四六”制作业，三采一准，日推进度3.6m，工作面循环进度1.2m，正规循环率为0.90，则工作面年推进度为：3.63300.901070mLDaMC式中：Q生产能力（万t/a）； L回采工作面斜长（m）； Da回采工作面平均采高（m）； M年推进度（m）； 煤的容重（t/m3）； C工作面回采率（%），取95%。Q1401.4310701.540.951.3万吨/年掘进出煤按矿井设计生产能力的5%考虑，计算得掘进出煤为1.56万吨，矿井生产能力为32.86万吨，满足矿井生产能力要求。（2）主要设备1）回采工作面矿井采用走向长壁后退式开采，采煤工作面采用单体柱配合铰接顶梁支护顶板，齐梁齐柱式布置方式，柱距0.8m，排距1.2m，“三、四”排控顶，最大控顶距为4.8m，最小控顶距为3.6m，放顶步距为1.2m，全部垮落法管理顶板。工作面材料道每隔1m打一棵临时支护，煤壁落煤后及时挂梁，若顶板压力较大，可增设木垛。采面上、下出口采用四组八梁配合单体液压支柱进行支护。采面上、下巷超前支护均为：靠近煤壁10m段采用双排托棚支护，往外10m采用单排托棚支护。回采工作面主要设备配备详见表。回采工作面主要设备配备表序号设备名称型号主要技术参数单位数量使用备用合计1双滚筒采煤机MG150-W功率150kw，滚筒直径1.25m截深0.6m台1012喷雾泵站XPB250/5.5公称压力5.5MPa，流量250L/min，功率30KW台1012刮板运输机SGB-630/150C最大运量250t/h,功率275kw台1013煤电钻ZMS-12额定电压127V，1.2KW台1014单体液压支柱DZ18-30/100最大高度1.8m，额定工作阻力300KN根8401009405金属铰接顶梁DJB1200/300长度1200mm根8001009006回柱绞车JH8N=7.5kw，电压660v台1127调度绞车JD-11.4N=11.4kw，电压660v台118刮板转载机SZB730/40N=40kw，电压660v台119探水钻TUX150A额定电压660/380v，4kw台1110乳化液泵WRB40/200N=37w，电压660v台11211乳化液泵箱XRXTA台1112注液枪DZ-Q1台82102）掘进工作面设计布置二个煤巷掘进头，两个掘进工作面均配备ZMS12型电煤钻2台打眼，并设置2台TXU150A型煤矿用坑道钻机作为探水钻进行探放水（同时又可作为瓦斯抽放钻机使用）、KDF-6.3/222型局部通风机和TBW50-15型潜水泵，采用矿车运输。使用，另新配备MFC-1094/2465型锚杆机2台，SPJ型喷浆机一台。掘进工作面设备配备详见表。掘进工作面主要设备配备表序号设备名称型号主要技术参数单位数量使用备用合计1煤电钻ZMS-12额定电压127V，功率1.2KW台4262局部通风机KDF-6.3/222型380-550m3/min、222kw台2243探水钻TUX150A额定电压660/380v，7.5kw台2134发爆器MFB-150每次引爆电雷管150发台2685调度绞车JD-11.411.4kw/660v台2246潜水泵TBW50-15电压660v、N=4kw台227混凝土喷射机ZJP-25.5kw台1128气动锚杆机MFC-1094/2465耗气量3.1m3/min台229气腿式凿岩机ZY24耗气量2.8m3/min台22410激光指向仪JZB1型台2211湿式除尘器KCS-145ZZ11KW台21312混泥土喷射机BPC-V5.5台21313装岩（煤）机Z20AW台11掘进矸石经各掘进头到石门及车场经排矸斜井绞车提升运输至地面排矸场。3）其他地点机械设备配备详见表。其他地点机械设备配备表9、矿井移交生产井巷工程量根据矿井开拓布置及投产时的采区巷道布置，矿井投产时井巷工程量：3729m，其中岩巷：6763m，煤巷：140m，半煤岩巷：1422m，岩巷：5201m；新掘：5865m，利用及扩巷：898m。矿井投产时井巷工程量见表。10、建设工期经过计算分析，开工后20个月可完成全部建井工程，加上3个月的设备安装调试、3个月的联合试运转，总工期为26个月。七、提升、排水、压缩空气、抽放、通风系统1.提升、运输设备（1）井下煤炭、矸石、设备材料运输1）提升、运输设备 井下煤炭运输主斜井选用DTC80/30/180型带式输送机1台，其主要参数：运输能力200t/h，运距800m，提升高度240m，带宽800mm，运速1.6m/s，电机功率180kW，电压380V。运输石门、采面运输顺槽选用DSJ65/20/55型刮板输送机各1台，设计长度800m，运输能力200t/h，电机功率55kW，电压660V。采面下出口选用SZB-730/40型刮板输送机1台，设计长度25m，运输能力400t/h，电机功率40kW，电压660V。采煤工作面选用SGB-630/150C型刮板输送机1台，设计长度200m，运输能力250t/h，电机功率150kW，电压660V。皮带输送机的选型计算过程详见第九章第二节胶带运输设备。 井下设备、材料、矸石的运输副斜井选用JTP-1.61.5型单滚筒提升机1台，其主要参数：卷筒直经:Dg1600mm，滚筒宽度1500mm，最大静张力45kN，速度2.0m/s，电机功率110kW，电压380V。轨道主石门、掘进工作面、采煤工作面回风顺槽采用JD11.4调度绞车对拉，牵引矿车或材料车运输。带式输送机及提升绞车的选型计算过程详见第九章第一节提升设备。2）采区内运煤、运料路线 采区内煤流方向：1061回采工作面:1061回采工作面1061采面运输顺槽运输石门溜煤眼主斜井地面。1062运输顺槽掘进工作面:1062运输顺槽掘进工作面1062运输顺槽运输石门副斜井地面。1062回风顺槽掘进工作面：1061回风顺槽掘进工作面1061回风顺槽轨道石门副斜井地面。 材料流向：1061回采工作面:地面副斜井轨道石门1061回风顺槽1061回采工作面。1062运输顺槽掘进工作面:地面副斜井运输石门1062运输顺槽1062运输顺槽掘进工作面。1062回风顺槽掘进工作面：地面副斜井轨道石门1062回风顺槽106回风顺槽掘进工作面。 掘进工作面矸石运输：1062运输顺槽掘进工作面:1062运输顺槽掘进工作面1062运输顺槽运输石门副斜井地面地面排矸场。1062回风顺槽掘进工作面：1062回风顺槽掘进工作面1062回风顺槽轨道石门副斜井地面地面排矸场。2.排水设备（1）排水方式矿井采用斜井开拓，在副斜井底部布置水泵房、水仓（副斜井井口标高：+1391m，水泵房标高：+1188m）。采取水泵房设置水泵集中排水，将井下涌水直接排至地面污水处理池进行处理利用或外排。（2）设计依据1）正常涌水量：Q正=26.8m3/h，最大涌水量：Q大=132m3/h；2）排水垂高：h=199m。（3）选型计算结果井底水仓选用MD85-456型多级节段式离心泵3台，其中：正常涌水量时，一台泵工作，一台泵备用，一台泵检修；最大涌水量时，二台泵工作，一台泵备用；水泵工况点参数为：流量Qm=85m3/h，扬程Hm=170m，电压660V，配套电机功率YB2-280M-2-90KW，效率m0.72。根据设计规范要求，排水管设置两趟管路，一趟工作，一趟备用。排水管径：选用排水管1254的无缝钢管一趟, 1596无缝钢管一趟,一趟工作,一趟备用。（4）水仓容积设置两个水仓，采用砌碹喷支护，掘进断面积7.1m3，净断面积5.1m2,一个主水仓，长度50m，容量255m3；一个副水仓，长度25m，容量125.5m3，以便一个水仓清理时，另一个水仓能正常使用。3.压缩空气设备矿井采用在工业场地建空压机站集中向井下供风的供风方式。主要耗风设备见表。主要耗风设备见表名 称凿岩机砼喷射机气动锚杆钻机风动工具型号ZY24HPC VMQT110C1耗风量（m3/min）2.8583.6使用台数212计算使用台数212根据计算，空压机必须的排气量为23.82m3/min，矿井自救安全区域内工作人员所需风量14.3m3/min。选用SA75（A）/7.5型螺杆风冷式空压机三台，两台工作，一台备用，电机功率：75kW，电压380V,单排气量14.1m3/min，排气压力0.75MPa。使用压风自救时，其他耗风设备停止使用。压风管路选用：主管选1334，PN=0.8MPa无缝钢管,支管选用DN75，PN=0.8MPa无缝钢管，主管趟数为一趟,主管长度约800m,支管长度约1500m。矿井压风自救系统配置组数：根据矿井的开采范围和巷道布置。掘进工作面每50m设置一组压风自救系统，预计8组；回采工作面回风顺槽每50m设置1组，预计设置7组；回采工作面运输顺槽每50m设置1组，预计设置8组，车场、泵房、变电所预计设置5组，其他预计设置5组，即矿井配置压风自救系统总组数为M878+5+533（组），同时，在掘进工作面进风口、回采工作面运输顺槽进风口及回风顺槽外口、水泵房各设置一个避难硐室。4、瓦斯抽放设备（1）抽放设备选型1）设计依据根据瓦斯涌出量预测结果矿井绝对瓦斯涌出量为38.72m3/min（未抽采前）。矿井的瓦斯抽放率为45，并考虑1.5不平衡系数，则预抽的瓦斯纯量为：38.72451.526.14m3/min。高负压系统：抽采瓦斯纯量按10m3/min，并考虑1.5系数后为15m3/min，瓦斯浓度按30计，则混合量约为50m3/min；孔口负压为15kPa，出口压力4kPa。低负压系统：抽采瓦斯纯量为8.0m3/min，并考虑1.5系数后为12m3/min,瓦斯浓度按15计，则混合量约为80m3/min；孔口负压为5kPa，出口压力4kPa。2）选型计算结果根据计算的瓦斯泵的Hp和Qp，选用2BEC42型水环真空泵2台（一台工作，一台备用），担负该矿的高负压瓦斯抽放，最大抽气量110m/min，压力60KPa，最低吸入绝压1.6KPa，真空泵配套电机YB355M2-8,功率为132kW，转速330r/min。高负压抽放选用D3518型焊接钢管作为抽放主管；选用D2996型焊接钢管为抽放支管。矿井低负压瓦斯抽放系统选用2BEP42型水环真空泵2台（一台工作，一台备用），担负该矿的低负压瓦斯抽放，最大抽气量158m/min，压力40KPa，最低吸入绝压1.6KPa，真空泵配套电机YB355M3-6，功率为200kW，转速490r/min。低负压抽放选用D4029型焊接钢管作为抽放主管。根据高负压抽放泵冷却水消耗量为12.5m3/h，低负压抽放泵冷却水量为18.5m3/h，合计冷却水消耗量为31m3/h，选择IS80-65-125型清水泵2台。流量50m3/h，扬程20m，防爆电机功率5.5KW。5矿井通风设备矿井容易时期总风量68m3/s,其中：回采工作面配风20m3/s，每个掘进工作面配风12m3/s,硐室、瓦斯抽采巷18.0m3/s，其他6.0m3/s。主要通风机选用FBCDZ-6-N019B型防爆轴流通风机两台，一台工作，一台备用，风量47.3-105m/S,风压990-3740Pa，风机转数980r/min，电机功率为2132KW。掘进工作面采用局部通风机进行压入式通风，采用KDF6.3/222型局部通风机压入式供风，其风量为550380m3/min。采用直径为600mm的矿用阻燃风筒。通风设备的选型计算过程详见第四章第六节矿井主要通风机及矿井反风。八、井上下主要运输设备1、地面运输矿井所需的各种原材料、设备等均由公路运进,由于社会汽车运输力量富裕，矿井生产煤炭主要通过社会汽车运输。2、井下运输采煤工作面采用普采，刮板输送机运煤，运输顺槽及石门采用刮板输送机和胶带输送机转载运煤，主斜井采用胶带输送机运煤。九、供电及通讯1、供电电源、电压、电力负荷、送变电方式1）供电电源概述根据本矿地理位置及电网现状，经与供电部门协商，根据供电协议，XXXX煤矿一回路电源由乐治镇35kV变电所(规格为LGJ-120，距离3km)接入，另一回路由王家寨镇35kV变电所（规格为LGJ-120，距离4.5km）接入，实现矿井双回路供电。XXXX煤矿已和XXX供电局签定供电协议，矿井开发在电力上是有保障的。2）电压地面高压为10KV，地面低压为380V、220V；井下高压为10KV，低压为660V、127V。3)电力负荷全矿安装设备88台(件)，其中工作设备70台(件)。设备总容量3047.6kw，其中工作容量2017.7kw。计算有功负荷为1495.98kw，无功负荷1398.01kvar，视在负荷2050.70kVA，矿井年耗电6357915kwh，综合电耗为21.19kwh/t煤。4）送变电方式地面10kV变电所为屋内布置。高压选用16台KGN-10固定柜，低压选用两台S11-1000/1010/0.4kV及两台S11-200/1010/0.4kV变压器、11台GGD2型配电柜向地面低压设备配电。地面主要通风机、监测监控系统、空压机采用双电源双回路供电，从地面变电所不同母线段分别铺设电缆线供电。地面其它用户采用单回路供电，从地面变电所母线段铺设电缆线供电。为地面供电的电力变压器中性点接地。井下用电设备由井下采区变电所和移动变电站供电，由地面10kV变电所采用2回MYJV22-335高压电缆沿副井向采区变电所供电，两回下井电缆分别引自不同的母线段。变电所内设8台BGP51-100型高压矿用隔爆型真空配电柜，2台KBSG-100/1010/0.69kV 100kvA矿用隔爆型干式变压器（局扇专用）和2台KBSG-500/1010/0.69kv 500kvA矿用隔爆型干式变压器。从KBSG-100/1010/0.69kv 100kvA矿用隔爆型干式变压器分别引专用电缆至1#、2#掘进局部通风机为局部通风机供电（主供电源）。从KBSG-500/1010/0.69kv 500kvA矿用隔爆型干式变压器低压侧分别引电缆至水泵、掘工作面及井下除回采工作面及其运输、回风顺槽用电设备和运输绕道刮板运输机以外用电设备供电，同时分别引电缆至1#、2#掘进局部通风机为局部通风机供电（备用电源）。主排水泵为双电源双回路供电，2台KBSG-500/1010/0.69kv 500kvA矿用隔爆型干式变压器低压侧通过联络开关联络，平时2台变压器分列运行，1台故障时，另一台能带所有负荷。从井下采区变电所内引1回MYPTJ-6/10 325+316/3+32.5高压电缆沿副井经轨道石门至顶板绕道至 KBSGZY-630/1010/0.69kV 630kVA移动变电站，从移动变电站分别引出电缆向采煤工作面及其运输、回风顺槽用电设备和运输绕道刮板运输机供电，为井下供电的矿用隔爆型干式变压器中性点不接地，详见井下供电系统图。5）供电方案矿井一、二级用电负荷采用双电源供电，当其中一回电源故障时，另一电源可担负全部一、二级负荷用电。地面设备供电全部采用电缆方式出线。根据“煤矿安全规程”第四百四十一条的规定，矿井应有两回电源线路。当任一回路发生故障停止供电时，另一回路应能担负矿井全部负荷。故本矿井供电设两回独立的电源线路，两回10KV电源分别引自XXX乐治镇35KV变电所和XXX王家寨镇35KV变电所。矿井采用的双回路供电电源，由乐治镇35KV变电所引一回10KV至本矿10KV变电所，供电距离3.5km，供电线路规格LGJ-120钢芯铝绞线；另从王家寨镇35KV变电所引一回10kV线路至本矿10KV变电所，供电距离4.5km，供电线路规格LGJ-120钢芯铝绞线。这两个变电所的供电电源可靠，可满足本矿用电需求，供电有保障。根据工业场地布置情况及矿井采区开拓方式，拟在地面工业场地设置一个地面10kV主变电所。由地面10kV变电所采用两回MYJV22-10/10335/400m高压电缆沿副斜井下井进入井下变电所，再由井下变电所对采面回风巷、采面运输巷及掘进巷机电设备供电。供井下两回下井电缆分别引自不同的出线端；正常情况下分列运行，当一回电缆出故障时，断开这一回的电源进线开关，闭合联络开关由另一回电缆供电。矿井地面采用10kV、380V、220V配电电压，井下采用10kV、660V、127V配电电压。采煤工作面、采面运输、回风顺槽等各用电设备电缆由 KBSGZY-630/1010/0.69kV 630kVA移动变电站引出。从KBSG-500/1010/0.69kv 500kvA矿用隔爆型干式变压器低压侧分别引电缆至水泵、掘工作面及井下除回采工作面及其运输、回风顺槽用电设备和运输绕道刮板运输机以外用电设备供电。局部扇风机采用专用变压器、专用开关及专用电缆，并与掘进工作面之设备作风电、瓦斯闭锁。在井底主、副水仓内各埋设一块主接地极，井下机电硐室、运输巷、掘进头等配电点各设一块局部接地极，所有电气设备的金属外壳均采用电力电缆的铠装层及橡套电缆的接地芯线作为系统接地线，将所有电气设备与接地极作可靠的电气联结，接地网上任一保护点测得的接地电阻不得大于2欧姆。此文档仅供学习与交流2、安全监控与计算机管理（1）安全监控矿井主要考虑瓦斯监控系统，地面设监控主机（KJ90NA）两台（一用一备），打印机一台，调度终端一台；安设瓦斯传感器、负压传感器、设备开停传感器、风速传感器、液位传感器等对矿井瓦斯、负压、设备开停、风速、水仓水位等进行监测监控。（2）计算机管理为适应矿井现代化管理要求，在矿内建立计算机局域网。矿内各职能部门生成的各种信息集中进行处理，为生产计划的制定提供各种有用资料。矿局域网主机选用高档微机作为网络服务器，在矿长、总工、生产经营、劳动人事、财务、机电及设备管理等部门设工作站，各工作站采用中、低档微机。3、井下人员考勤定位系统矿井设计选择KJ260A型井下人员考勤定位系统或具有相同功能的其他人员考勤定位系统。在地面监测室安装2台监控主机，在主斜井、副斜井、回风井、1061采面运输顺槽、1061采面回风顺槽、1062运输顺槽、1062回风顺槽各安装一个矿用读卡器，入井人员每人在腰带上配置一张人员标识卡，每人固定一个编号，通过传输电缆将矿用读卡器检测到的人员标识卡信号传输到地面的主机。主机建议与区域局域网联网，实现与监测人员