矿井联合试运转方案模板

矿井联合试运转方案资料内容仅供参考，如有不当或者侵权，请联系本人改正或者删除。目录第一章矿井概况 1一、矿山交通及地理位置1二、矿井整合情况2三、煤田地层及煤层赋存情况2四、矿井水、火、瓦斯、煤尘等情况8五、设计概况9六、建设情况42七、劳动组织及培训47八、管理制度48第二章联合试运转领导机构及成员 ...49第三章联合试运转的系统、范围和期限 55第四章联合试运转的测试项目、测试方法、测试科室和人员 58一、通风系统 58二、主排水系统 60三、压风系统 61四、提升、运输系统 62五、采掘系统 67六、供电系统 68七、防尘系统 74八、防灭火系统 75九、瓦斯监测、监控系统 78十、通信系统 84十一、人员定位及紧急避险系统 86十二、矿井有害气体分析及测定 87十三、供水施救系统 88十四、地面生产系统 89第五章联合试运转的预期目标和效果 92第六章联合试运转期间产量计划与劳动组织 93第七章应急预案 95第一节事故应急救援指挥系统 95第二节各类事故发生后的汇报程序 98第三节事故抢险的应急求援队伍 99第四节通告报警 100第八章试运转技术保障措施 .101第一节采煤工作面安全技术措施 .101第二节巷道掘进安全技术措施 102第三节”一通三防”技术保障措施 104第四节防治水技术措施 112第五节机电运输提升安全运行措施 114第九章矿井试运行期间各类事故预案 119第一节瓦斯灾害的处理预案 119第二节井下火灾的处理预案 126第三节顶板事故的处理预案 128第四节矿井水灾的处理预案 129

第五节安全监控系统故障的处理预案 129第六节机电运输及机电安装事故的处理 130第十章验收计划 131

第一章矿井概况第一节矿山交通及地理位置大同煤矿集团华盛虎峰煤业有限公司井田点号北京54坐标系(6°带)西安80坐标系(6°带)XYXY13958790.0019464810.003958740.2519464740.4623958610.0019465050.003958560.2519464980.4633958390.0019465180.003958340.2519465110.4743958180.0019465460.003958130.2519465390.4753957700.0019465000.003957650.2419464930.4763957500.0019465240.003957450.2419465170.4773957170.0019465025.003957120.2319464955.4783956500.0019464585.003956450.2319464515.4793956925.0019464510.003956875.2319464440.47103956899.0019464313.003956849.2319464243.47113956285.0019464415.003956235.2219464345.47123955850.0019464100.003955800.2219464030.47133956500.0019463200.003956450.2219463130.46143957625.0019464095.003957575.2319464025.46153858510.0019464780.003958460.2419464710.46163958650.0019464710.003958600.2519464640.46第二节矿井整合情况虎峰煤业有限公司原为乡办煤矿,8月29日由大同煤矿集团轩岗煤电有限责任公司控股整合。经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[]46号”关于运城市市直(部分)和河津市煤矿企业兼并重组整合方案的批复”批准以大同煤矿集团轩岗煤电有限责任公司为主体,对山西河津虎峰煤业有限责任公司、山西河津黄河煤业责任有限公司、山西河津海丰煤业有限责任公司进行兼并重组整合重组整合后的生产能力为60万t/a。公司现股比结构为:大同煤矿集团轩岗煤电有限责任公司51%,山西阳光焦化集团股份有限公司43%,王俊海6%。第三节煤田地层及煤层赋存情况一、煤层井田内主要含煤地层为石炭系上统太原组和二叠系下统山西组。山西组厚21.90-45.00m,平均厚33.00m,含煤3层,分别为1、2、3号煤层,煤层平均总厚6.13m,含煤系数18.58%,其中2号煤层为可采煤层。太原组厚43.75-64.25m,平均厚46.34m,共含煤6层,分别为6、7、8、9、10、11号煤层。煤层平均总厚4.74m,含煤系数10.23%,其中10号煤层为可采煤层。井田内各煤层赋存情况见下表。可采煤层特征表地层单位煤层号煤层厚度(m)最小-最大平均煤层间距(m)最小-最大平均煤层结构稳定性可采性煤层顶底板顶板底板山西组24.60-6.305.60简单-较简单含0-2层夹矸稳定全井田可采泥岩粉砂岩砂质泥岩泥岩41.60-50.5046.93太原组102.18-4.993.33简单含0-1层夹矸稳定全井田可采石灰岩砂质泥岩砂质泥岩泥岩井田内可采的2、10号煤层均为该矿批准开采煤层。(1)2号煤层:位于山西组中部,上距K8砂岩约14.33m,下距K7砂岩约6.56m,根据钻孔及生产矿井巷道揭露,煤层厚度4.60-6.30m,平均5.60m,结构简单-较简单,有时含2层泥质夹矸,夹矸厚0.10m左右,根据钻孔及生产矿井巷道揭露情况,煤层从南向北逐渐变薄之趋势。顶板多为泥岩或粉砂岩,底板为泥岩、砂质泥岩,为全井田可采的稳定煤层。井田内2号煤层分层开采,上分层开采范围内进行了局部巷采,采厚2.50m左右,下分层采厚4.00m左右。东部已全层采空。(2)10号煤层:位于太原组下部,上距K7砂岩33.84m左右,下距K1砂岩6.71m左右,与2号煤层间距约46.93m。根据钻孔及矿井揭露,煤层厚度为2.18-4.99m,平均厚3.33m,煤层结构简单,含0-1层夹矸,根据钻孔及生产矿井巷道揭露情况,煤层从北向南逐渐变薄之趋势,顶板为石灰岩(K2)、砂质泥岩,底板为砂质泥岩、泥岩。本煤层为全井田可采的稳定煤层。二、煤质1、物理性质和煤岩特征据《山西省河东煤田乡宁矿区王家岭勘探区精查地质报告》资料,将各煤层物理性质及煤岩特征叙述如下:(1)煤的物理性质及宏观煤岩类型2号煤层:黑色,煤质较硬,具深褐色条痕。上部以半暗型为主,中下部以半亮型和光亮型煤为主,亮煤光泽为金属光泽,具明显的贝壳状断口,暗煤光泽暗淡,呈角砾状断口,丝炭大多呈小凸镜体夹于其它各种成分中。10号煤层:黑色,呈黑色条痕,属半亮及半暗型煤,弱金属光泽。层状构造比较清晰。煤的光泽最亮部分为亮煤,内生裂隙发育,层理中夹有极少量的扁豆状丝炭。光泽较暗的部分为暗煤,煤质坚硬,灰分及丝炭的扁豆状夹层较多,断口呈角砾状。(2)显微煤岩特征根据王家岭勘探区对2号煤层进行的鉴定,和附近杜家沟煤矿在1991年勘探时对10号煤层煤岩组分进行的定量分析。各可采煤层的显微煤岩特征见下表。显微组分定量分析统计表2号煤层:凝胶化组分含量在63.3%～81.7%之间,半凝胶化组分含量9.21～20.6%,丝炭化组分含量8.1%～17.1%,稳定组份含量甚微。无机组分含量6.3%～10.0%,以粘土类为主,占5.6%～9.4%左右,硫化物类较少,占0.2%～1.1%,方解石更为少见,一般在0.2%～0.5%之间。镜煤最大反射率为1.57%。10号煤层:主要为凝胶化组分,平均72.5%,其次为丝炭化组分,为22.8%,半凝胶化组分为4.7%。在无机组分中粘土类最多,平均为11.1%,硫化物类占0.87%,碳酸盐类为0.4%,镜煤最大反射率为1.54%。2、煤的化学组成和工艺性能(1)煤的化学组成根据王家岭勘探区资料及4月12日大同煤矿集团华盛虎峰煤业有限责任公司井下采集2、10号煤层样送山西省煤炭工业局综合测试中心进行煤质化验资料。各煤层主要煤质指标见下表。煤层煤质分析成果汇总表煤层原浮煤工业分析(%)发热量Qgr.d(MJ/kg)胶质层厚度Y(mm)粘结指数G煤类MadAdVdafSt.d2原煤1.23-1.691.4112.30-12.4712.3717.79-18.1518.010.59-0.610.6031.42-32.0931.69PS浮煤0.88-0.980.947.25-7.387.3316.75-17.1016.950.57-0.600.5933.44-33.8033.56316-1917.310原煤0.37-0.640.519.88-10.3110.0515.00-15.2615.142.95-2.972.9631.40-32.0931.69PS浮煤0.38-0.740.586.56-6.756.6715.42-15.8115.672.91-2.952.9333.15-33.2833.21010-1210.72号煤层水分(Mad):原煤1.23%～1.69%,平均1.41%;浮煤0.88%～0.98%,平均0.94%;灰分(Ad):原煤12.30%～12.47%,平均12.37%;浮煤7.25%～7.38%,平均7.33%;挥发分(Vdaf):原煤17.79%～18.15%,平均18.01%;浮煤16.75%～17.10%,平均16.95%;硫分(St.d):原煤0.59%～0.61%,平均0.60%;浮煤0.57%～0.60%,平均0.59%;发热量(Qgr,d):原煤31.42～32.09MJ/kg,平均31.69MJ/kg;浮煤33.44～33.80MJ/kg,平均33.56MJ/kg。胶质层最大厚度(Y):浮煤3mm。粘结指数(G):浮煤16～19。洗选后作为炼焦用煤为低灰、低硫分、特高热值煤。10号煤层水分(Mad):原煤0.37%～0.64%,平均0.51%;浮煤0.38%～0.74%,平均0.58%;灰分(Ad):原煤9.88%～10.31%,平均10.05%;浮煤6.56%～6.75%,平均6.67%;挥发分(Vdaf):原煤15.00%～15.26%,平均15.14%;浮煤15.42%～15.81%,平均15.67%;硫分(St.d):原煤2.95%～2.97%,平均2.96%;浮煤2.91%～2.95%,平均2.93%;发热量(Qgr,d):原煤31.40～32.09MJ/kg,平均31.69MJ/kg;浮煤33.15～33.28MJ/kg,平均33.21MJ/kg;胶质层最大厚度(Y):浮煤0mm。粘结指数(G):浮煤10～12。洗选后作为炼焦用煤为低灰、高硫分、特高热值煤。作为动力用煤为特低灰-低灰、中高硫、特高热值煤。按照(GB5751-1986)中国煤炭分类标准,2号煤层煤类为贫瘦煤。10号煤层煤类为贫瘦煤。(2)工艺性能2号煤层胶质层最大厚度为3mm,体积曲线呈平滑下降型,融合状况为部分熔合,焦渣特征为5～6。10号煤层胶质层最大厚度为0mm,体积曲线呈平滑斜降型,融合状况为粉状,焦渣特征为4～5。2号煤层200公斤小焦炉试验取样地点煤层原浮工业分析(%)焦炭工业分析(%)焦炭强度(%)AdVdafSt.dAdVdafSt.dM40M10凡水渠煤矿2(全)原13.4616.440.3213.700.700.4081.8012.60浮10.9216.610.422(上)原9.5217.520.3611.340.650.4087.707.70浮9.1617.100.352(中)原9.1516.820.3310.451.120.3983.4011.60浮8.2716.930.402(下)原17.1616.330.3514.731.030.4278.6018.60浮12.4815.750.47毛则渠煤矿2(全)原15.9216.580.3113.401.050.3482.4012.30浮10.4015.580.372(上)原13.7515.490.2313.540.610.3683.509.49浮11.5216.600.292(中)原15.5915.930.1311.571.150.3778.2017.00浮9.6015.790.442(下)原12.6616.140.1613.690.740.2377.0015.20浮10.5816.760.30根据王家岭勘探区地质报告,在毛则渠、凡水渠煤矿分别采取了2号煤层200公斤小焦炉试验样,由太钢进行了试验。其结果为:全层焦炭抗碎强度M40为81.80%～82.40%;耐磨强度M10为12.3%～12.6%。上分层焦炭抗碎强度M40为83.50%～87.70%;耐磨强度M10为7.70～9.49%。焦炭抗碎强度和耐磨强度达冶金焦炭分级标准1～2级焦。中、下分层焦炭抗碎强度分别为78.20%～83.40%、77.00%～78.60%;耐磨强度M10为11.60%～17.20%、15.20%～18.60%。焦炭抗碎强度高,耐磨强度低,显示了贫瘦煤的特征。3、煤质及工业用途本井田可采煤层2、10号煤层为贫瘦煤。2号煤层灰分和硫分含量均较低,洗选后作为炼焦用煤,2号煤层为低灰、低硫分、特高热值煤。10号煤层洗选后作为炼焦用为低灰、高硫分、特高热值煤。作为动力用煤为特低灰-低灰、中高硫、特高热值煤。由于10号煤层硫分含量高,只能在焦炭要求不高的情况下,用于炼焦配煤,或为动力用煤。第四节矿井水、火、瓦斯、煤尘等情况我公司现阶段主要开采煤层为2#煤层,根据瓦斯鉴定结果,我公司为瓦斯矿井,2#煤层瓦斯绝对涌出量为4.4m3/min,煤层具有爆炸危险性,自然等级为Ⅱ级。矿井水文地质类型划分报告为中等。煤尘本公司于3月29日井下采集2号煤层样,送山西省煤炭工业局综合测试中心作了煤尘爆炸性鉴定,结果为:火焰长度为50mm,最低岩粉用量65%,结论为有爆炸危险性。本公司于3月29日井下采集10号煤层样,送山西省煤炭工业局综合测试中心作了煤尘爆炸性鉴定,结果为:火焰长度为30mm,最低岩粉用量60%,结论为有爆炸危险性。煤的自燃本公司于3月29日井下采集2号煤层样,送山西省煤炭工业局综合测试中心作了自燃倾向性鉴定,煤层自燃倾向性鉴定为:吸氧量0.69cm3/g,自燃等级为Ⅱ级,为自燃煤层。本公司于3月29日井下采集10号煤层样,送山西省煤炭工业局综合测试中心作了自燃倾向性鉴定,煤层自燃倾向性鉴定为:吸氧量0.74cm3/g,自燃等级为Ⅱ级,为自燃煤层。第五节设计概况一、工程建设性质本矿的建设性质属兼并重组整合项目。二、矿井储量、设计生产能力及服务年限1、设计储量汇总表煤层序号工业储量(万t)111b+122b+333K永久煤柱损失(万t)设计储量(万t)境界煤柱采空区蹬空区上分层采空区小计21321561529430767264910683.84025065618.8合计.896402943077371267.8可采储量汇总表煤层序号设计储量(万t)保护煤柱损失(万t)开采损失(万t)可采储量(万t)工业场地大巷煤柱小计2649105601658739710618.89080170112336合计1267.81951403351997332、矿井设计生产能力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【】46号关于运城市市直(部分)和河津市煤矿企业兼并重组整合方案的批复,确定矿井的设计生产能力为0.6Mt/a。3、矿井服务年限三、井田开拓1、井田开拓方式主斜井利用原虎峰煤业(改制前的黄河二矿)的主斜井,回风立井利用原虎峰煤业(改制前的黄河二矿)的2#回风立井刷大,另在距原虎峰煤矿2号回风立井西南约70m处,新打一个副斜井,全井田采用二斜一立三个井筒开拓。主斜井落底于2号煤层底板中,井筒净宽3.0m,斜长347m,倾角16°,井筒内装备B=800mm的胶带输送机,担负矿井提煤、进风的任务;新打副斜井落底于10号煤层底板中,井筒净宽3.6m,垂深210m,井筒内装备30kg/m单轨,设台阶扶手,担负矿井矸石、材料设备和人员等提升任务,兼做主要进风井和安全出口;回风立井净径由2.5m刷大至4.0m,落底于2号煤层,垂深89m,井筒内装备梯子间,担负矿井回风任务,兼做安全出口。根据主、副井井筒落底点标高,结合井田几何特征和煤层赋存状况,设计以+467.742m辅助水平2号煤层、+387.926m主斜井落底于2号煤层底板中,并经过皮带暗斜井与10号煤沟通,回风立井落底于2号煤层底板上,并经过回风暗斜井与10号煤层回风大巷沟通。副斜井在2号煤见煤点上设有+467.742m辅助水平甩车场,落底后设有10号煤层+387.926m主水平井底车场。皮带暗斜井下去210m处设有井底煤仓。井底煤仓上口开口于2号煤层211采区运输下山,下口与皮带暗斜井沟通。211采区运输下山与皮带暗斜井重叠布置,沿211采区运输下山北部分别布置211采区轨道下山以及211采区回风下山。211采区三条下山往西北方向掘至井田边界的保护煤柱附近停止,这三条下山用来开采211采区。211采区的三条下山往西北方向掘至井田边界的保护煤柱时往西南方向送三条巷,分别为213采区的轨道巷、运输巷和回风巷,三条大巷的安大全间距均为30m,形成213采区的开拓系统。在羊马坡村中部布置212采区的运输巷,在羊马坡村的东部布置212采区的轨道巷和回风巷,这三条大巷用来开采212采区。矿井采用中央并列式通风系统,主、副井筒进风,回风井回风。矿井采用机械抽出式通风方式。全井田共划分为五个采区,其中辅助水平2号煤层划分为三个采区,主水平10号煤层划分为二个采区。矿井首采区选择为2号煤层211采区。2、巷道断面及支护形式副斜井表土段、回风立井采用钢筋砼拱碹支护,副斜井基岩段采用锚喷支护;主斜井已有,料石拱碹;井底车场及硐室采用可缩性支架支护;211采区回风下山、运输下山采用刚性支架支护支护,211采区轨道下山基岩段采用锚网喷支护,煤层段采用刚性支架支护。2111工作面运输、回风顺槽采用刚性支架支护,回采工作面采用液压支架支护。所有煤层中刚性支架支护的巷道都采用了刚架喷射混凝土加强支护和堵漏风工作。(1)主斜井:半圆拱断面,净宽3000mm,净高2700mm,净断面7.13m2,采用料石拱碹支护,拱碹厚度为500mm。(2)副斜井:半圆拱断面,净宽3600mm,净高3600mm,净断面积11.57m2,表土段采用钢筋砼拱碹支护,拱碹厚度500mm,基岩段采用锚喷,喷浆厚度为100mm。(3)回风立井:圆形断面,净宽4000mm,净断面12.6m2,表土段采用钢筋砼现浇,浇注厚度350mm,基岩段采用砼现浇,浇注厚度300mm。(4)211采区上部＋490ｍ进风行人联络巷:梯形断面,上宽3073mm、下宽4373mm,净高2417mm净断面9m2,(11号工字钢)刚性支架支护。(5)2号煤回风大巷:梯形断面,上宽3073mm、下宽4473mm,净高2611mm,净断面9.9m2,(11号工字钢)刚性支架支护。(6水仓:半圆拱断面,净宽2400mm、净高2400mm,净断面4.9m2,锚网喷支护。(7)井底车场:半圆拱断面,巷道净宽5000mm、净高4200mm,净断面积16.7m2,支护方式:(矿山巷道支护用热轧29U型钢制作)可缩性支架支护。(8)副斜井2#煤层中部车场:半圆拱断面,净宽4250mm、净高3925mm,净断面14.74m2,锚网喷加锚索支护。(9)永久避难硐室:半圆拱断面,净宽5000m0m、净高4100mm,净断面积17.81m2,混凝土拱碹支护,拱碹厚度为400mm。(10)中央变电所、中央水泵房:半圆拱断面,巷道净宽5000mm、净高4500mm,净断面积19.81m2,支护方式:(矿山巷道支护用热轧29U型钢制作)可缩性支架支护。(11)管子道:半圆拱断面,净宽2400mm,净高2700mm,净断面5.86m2,锚网喷支护。(12)井下消防材料库:梯形断面,上宽2826mm、下宽4226mm,净高2611mm净断面9.21m2,(11号工字钢)刚性支架支护。(13)皮带暗斜井:梯形断面,上宽2575mm,下宽3541mm,净高2360mm,净断面7.2m2,(11号工字钢)刚性支架支护。(14)回风暗斜井:基岩段为半圆拱断面,净宽3200mm、净,3200mm,净断面9.1m2,锚网喷支护;煤层段为梯形断面,上宽3073mm,下宽4473mm,净高2611mm净断面9.1m2,(11号工字钢)刚性支架支护。(15)211采区轨道下山:基岩段为三心拱断面,净宽3200mm、净高2700mm,净断面11.3m2,锚网喷支护;煤层段为梯形断面,上宽3080mm,下宽4480mm,净高2460mm净断面9.1m2,(11号工字钢)刚性支架支护。(16)211采区回风下山:梯形断面,上宽3070mm,下宽4489mm,净高2193mm净断面9.1m2,(11号工字钢)刚性支架支护。(17)211采区运输下山:梯形断面,上宽2780mm,下宽4180mm,净高2460mm净断面8.3m2,(11号工字钢)刚性支架支护。(18)211采区绞车房及通道:半圆拱断面,净宽8000mm、净高5000mm,净断面57m2,锚网喷支护。(19)211采区变电所:半圆拱断面,净宽3600mm、净高3200mm,净断面10.1m2,锚网喷支护。(20)采区临时水仓;半圆拱断面,净宽2500mm、净高2350mm,净断面4.7m2,锚网喷支护。(21)2111工作面运输顺槽:梯形断面,上宽3070,下宽4549mm,净高2601mm净断面9.9m2,(11号工字钢)刚性支架支护。(22)2111工作面回风顺槽:梯形断面,上宽3070,下宽4549mm,净高2601mm净断面9.9m2,(11号工字钢)刚性支架支护。(23)2111工作面开切眼:梯形断面,上宽5500mm,下宽6933mm,净高2560mm净断面15.9m2,(3、井下开采1)、采煤方法首采区先开采2号煤层,煤层赋存及开采技术条件如下:2号煤层厚4.60-6.30m,平均5.60m,属全区稳定可采煤层。本井田位于河东煤田的东南边缘地带,受吕梁径向隆起的控制,以及临汾-候马断陷盆地的影响,地层为一走向NE,倾向NW,倾角8～14º的单斜构造。井田内未发现断层、陷落柱等构造,也未见岩浆岩活动,井田构造属简单类型。2号煤层直接顶板岩性以泥岩为主,局部为砂质泥岩、砂岩,厚度为7m左右,单向抗压强度4.19Mpa,单向抗拉强度1.86Mpa,抗剪强度1.00Mpa,易管理。老顶岩性为粉～细砂岩,厚度为8m左右,单向抗压强度3.12Mpa,单向抗拉强度1.86Mpa,抗剪强度1.37Mpa,底板以砂质泥岩为主,局部为粉砂岩。根据2号煤层赋存特征,结合国内开采技术水平及综采设备装备水平,根据初步设计选用综合机械化放顶煤采煤方法,顶板管理采用全部垮落法2)、主要采掘运设备(1)采煤机选用国产型电牵引采煤机。该采煤机采高范围内服务年限为11.0年。其主要技术参数见下表。(2)工作面可弯曲刮板输送机选用SGZ-630/200型中双链刮板输送机为前刮板输送机,选用SGB-630/200型边双链刮板输送机为后刮板输送机,均能满足要求,其主要技术参数见下表(3)顺槽转载机顺槽转载机的转载能力与工作面的生产能力相适应,与工作面刮板输送机和顺槽可伸缩胶带输送机相配套,为此选用SZZ-764/132型刮板转载机。转载机技术特征表(4)破碎机破碎机的能力与顺槽转载机的转载能力相适应,为此选用PCM-110型破碎机。下表破碎机技术特征表型号破碎能力(t/h)最大输入块度(mm)最大输出块度(mm)电动机功率(KW)煤流间隙调整范围(mm)外形尺寸长×宽×高(mm)破碎机总重(t)使用范围1000700×950150－300110150－3504837×1812×170611.7(5)顺槽可伸缩带式输送机利用已有的可伸缩胶带输送机SSJ-800/2×40能满足要求,主要技术参数见下表。可伸缩胶带输送机技术特征表型号输送能力(t/h)输送长度(m)带宽(mm)电机功率(kW)电压等级(V)SSJ80/2×404006008002×40660(6)液压支架选用ZFS3100/16/26型液压支架;工作面排头、排尾各用1架ZFY3600/17/27端头支架支护。ZFS3100/16/26液压支架技术特征表矿井移交生产及达到生产能力时在2号煤一采区布置一个综采放顶煤工作面,工作面长度为120m,采高2.2m,放高3.40m,采放比为1:1.55,配二个掘进工作面,采掘比1:2。普掘工作面机械设备有:MZS-12A型煤电钻,EZ2-2.0型岩石电钻,JD-11.4型调度绞车,MYZ-200型探水钻,YBT-28型型局部通风机以及小水泵、锚杆机、混凝土喷射机等设备。3)、回采工艺综采工作面割一刀煤放一次顶煤,为一循环,放顶步距0.6m,循环进度0.6m。每班割一个半循环,每天四个半循环、日进尺2.7m(即一班割两刀煤放一次顶煤,二班放两次顶煤割一刀煤,三班割两刀煤放一次顶煤),正规循环率90%。工作面回采工艺为:割煤(自机头)——移架——推刮板输送机——割煤(自机尾)——移架——推刮板输送机。4)、采区运输、通风、排水系统(1)211采区煤流系统2111综采工作面(采煤机落煤、装煤)→可弯曲刮板输送机→顺槽转载机→顺槽破碎机→顺槽可伸缩胶带机→211采区运输下山胶带输送机→2号煤井底煤仓(下口给煤机)→皮带暗斜井胶带输送机→主斜井胶带输送机→地面生产系统。(2)辅助运输系统副斜井→2#煤层中部车场→211采区轨道下山→2111回风车场→2111工作面回风顺槽→2111工作面。(3)通风系统副斜井(主斜井、211采区上部＋490ｍ进风行人联络巷)→211采区轨道下山(211采区运输下山)→工作面运输顺槽→2111工作面→2111工作面回风顺槽→211采区回风下山→2号煤回风大巷→回风立井→地面。(4)排水系统2111工作面顺槽→211采区轨道下山→采区临时水仓→采区临时水仓泄水孔排水管路→10#煤层井底车场联络巷→井底车场→水仓→副斜井排水管路→地面井下水处理站。四、提升、排水和压气设备1、提升方式兼并重组设计能力0.6Mt/a。根据煤层赋存条件及确定的设计生产规模,结合原煤矿的实际情况,本次兼并重组设计采用斜立井开拓方式:利用已有的主斜井作主斜井,采用带式输送机提升。新建副斜井,采用单钩串车担负全矿井矸石、材料及设备等辅助提升任务;采用可摘挂抱索器架空乘人装置完成全矿人员升降任务。2、主斜井带式输送机选用DTL80/75×2型带式输送机主斜井带式输送机技术参数及特征表序号项目单位主斜井带式输送机1运输量t/h1802运输物料原煤(0-300mm)3松散密度t/m3γ＝0.954带宽mmB＝8005带速m/sV＝2.06输送机倾角度16°7输送距离m372.78输送机的提升高度m1039驱动方式变频软启动10最大张力N49130.111胶带PVG800S×800MM阻燃型宽度mmB＝800带强N/mm80012电动机型号YBS-75功率kWN＝75台数台2电压V38013减速器型号JS-75速比I=2514拉紧装置型号JH-5绞车张紧功率kWN＝415制动器型号KPZ-1000/20型液力制动器台数116逆止器型号NF25-55台数117传动滚筒台数218安全系数13配电控制主斜井井口房内设高压配电室,两回10kV高压电源引自工业场地10kV主变电所10kV侧不同母线段,一回工作,一回热备用。胶带机电控系统采用带式输送机控制系统PLC控制,控带式输送机起停;设有带式输送机防跑偏、打滑、断带、纵撕、溜槽堵塞、沿线急停、驱动滚筒温度保护、烟雾、洒水等各种安全保护装置及信号系统。控制设在主斜井井口房内。3、皮带暗斜井带式输送机选用DTL80/75×2型带式输送机暗斜井带式输送机DTL80/75×2技术参数及特征表序号项目单位暗斜井带式输送机1运输量t/h1802运输物料原煤(0-300mm)3松散密度t/m3γ＝0.954带宽mmB＝8005带速m/sV＝2.06输送机倾角度187输送距离m254.88输送机的提升高度m78.89驱动方式直接启动10最大张力N44608.5511胶带PVG1000S×800MM阻燃型宽度mmB＝800带强N/mm100012电动机型号YBS-75功率kWN＝75台数台2电压V66013减速器型号JS-75速比I=2514拉紧装置型号JH-5绞车张紧功率kWN＝415制动器型号KPZ-1000/45型液力制动器台数116逆止器型号NF25-55台数117传动滚筒台数218安全系数17.94、副斜井辅助提升设备副斜井提升机设备完成全矿下放最大件、提矸、下料等所有的辅助提升任务,行人井前期步行下井,后期安装可摘挂抱索器架空乘人装置升降人员。1)设计依据(1)矿井年产量:0.6Mt/a;(2)工作制度:330d,16h;(3)井筒斜长524.2m,倾角23°;(4)提升方式:单钩串车,平车场;(5)最大班提升量:矸石量:90t;每班下放坑木量:13车;砂子、水泥量:13车;料石量:15车;每班下放设备量:3次;保健饭次数:1次;其它作业次数:5次。下放最重件:最重件(10#煤层液压支架)重量为15t;2)选型计算提升容器:提料时选用MC1-6A型1t材料车(×880×1150)每钩提2辆。下放液压支架采用13.5t重型平板车,自重1.05t,额定载重15t,每钩提1辆;下放小型设备及材料时选用3t材料车及平板车,每钩提2辆。(1)钢丝绳的选择选用30NAT6V×19+FC1570ZZ530364(GB8918-)型钢丝绳,直径d=30mm,单位重量Pk=3.64kg/m,钢丝绳公称抗拉强度σB=1570MPa,全部钢丝破断力总和QS=613kN。(2)绞车选型选用JK-2.5×2.0/31.5型单滚筒绞车,滚筒直径Dg＝2.5m,滚筒宽度Bg＝2.0m,最大静张力为Fj=90kN,减速比为i=31.5,最大提升速度V＝2.45m/s,旋转部分变位重量为13320kg。(3)提升系统选用TD-2500/1000型活动天轮,最大游动距离为1000mm,变位重量为363kg。(4)电机选用YR500-8变频电机,功率280kW,电压660V,转速738rpm,最大转矩/额定转矩=2,转动惯量为28.6kgm2。(5)最大班作业时间平衡表以上设备组成副斜井辅助提升系统,该系统的提升速度为2.41m/s,升降设备及材料时为596s,最大班提升次数合计为24次,最大班作业时间为3.97h<6h,符合《煤矿安全规程》规定。附最大班作业时间平衡表:最大班作业时间平衡表顺序提升性质数量单位每次数量每班次数每次提升时间(s)每班总提升时间smin1下放材料13车35596298049.662砂子水泥28车47596417269.533料石15车44596238439.734设备3次3596178829.805其它5次5596298049.66合计2414304238.40共计3.97h(6)配电、控制及提升信号副斜井提升机房内两回10KV高压电源引自副井10/0.4KV变电所10KV不同母线段,两回0.4KV低压电源引自副井10/0.4KV变电所0.4KV不同母线段。提升机电控设备选用变频成套绞车数字电控设备,可实现提升机的半自动、手动及检修等运行方式。电控设备具有短路、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。5、副斜井辅升降人员升设备副斜井运人设备选用RJKY37-23/573可摘挂抱索器架空乘人装置完成全矿人员升降任务,配用电机功率为55kW。运送距离:573m,倾角:23°,最大班运送人数:69人。选用20NAT6×19S+FC1570ZZ型钢丝绳,钢丝绳直径d=20m,单位重量Pk=1.44kg/m,抗拉强度σB=1570MPa,全部钢丝破断力总和QS=251kN。驱动装置选择由N、Vm及D,运人设备选用RJKY37-23/573可摘挂抱索器架空乘人装置,驱动轮直径1200mm,乘人间距16m,钢丝绳直径20mm,运行速度0.96m/s,运输能力539人/h。配用YB2280M-6型电机,功率37kW,电压380V,转速980rpm。制动器选用BYWZ3B-315/90型制动力矩为630-1250N.m。轮边制动器选用YLB25-301型制动力矩为3000N。配电控制:架空乘人装置两回0.4KV低压电源引自副井10/0.4KV变电所0.4KV不同母线段。五、排水设备井下主水泵房位于副斜井井底车场附近,排水管沿泵房、管子道、副斜井敷设2趟至地面沉淀池。副斜井井筒斜长524.2m,倾角23°,管子道斜长40m。矿井正常涌水量QH=66.9m3/h,涌水天数300d;矿井最大涌水量Qm=82.6m3/h,涌水天数1、主排水设备利用现有的3台200DF-43×7型水泵,正常涌水时1台工作,1台备用,1台检修;最大涌水时1台工作,1台备用。该泵额定流量为280m3/h,额定扬程为301m,额定效率77%,额定的汽鉵余量为4.7m。电机型号为YB450S2--4型,电压10KV,功率355kW,转速1480pm。选择排水管管径:Φ219×6;吸水管管径:Φ273×8矿用防腐管;排水管沿副斜井敷设二趟至地面沉淀池。配电控制井下中央变电因此三回10KV电源向水泵房3台10KV高压水泵一对一供电。主水泵的控制设在井下中央变电所内,泵房内设与中央变电所间的联系信号。装设ZPBZ型气水两用喷射泵,实现水泵无底阀排水。2、抗灾抢险系统在副斜井井底增设潜水电泵排水系统,选用两台BQ280-340/4-400/W-S型防爆潜水电泵,参数:额定流量280m3/h,额定扬程340m,电机功率400kW,沿副斜井敷设一趟φ219×6型无缝钢管。潜水电泵两回10KV电源供电系统取自副井10/0.4KV变电所10KV不同母线段,控制箱设在变电所内,实现潜水电泵房无人值守和地面远程操控、监控。1.水泵选型选用两台BQ280-340/4-400/W-S型防爆潜水电泵。该泵额定流量为280m3/h,额定扬程为340m。电机功率400kW,电压10kV。2．排水管路选择排水选用Φ219×6无缝钢管,dp=200mm,排水管沿副斜井敷设一趟至地面沉淀池。强排泵电源由副井口10/0.4KV变电站直供。六、压缩空气设备1、空气压缩机设备设计在地面选用3台SA-132型螺杆式空气压缩机,冷却方式为风冷,其中2台工作,1台备用。该空压机额定排气量23.2m3/min,额定排气压力0.85MPa,配用电动机132KW,380V。空气压缩机房内设高压配电室,两回10KV电源引自副井10/0.4kV变电所10kV不同母线段,1回工作,1回备用。空气压缩机带有成套的控制设备。2、管径选用Φ133×4型无缝钢管。3、配电、控制空气压缩机房内设高压配电室,两回10KV电源引自副井10/0.4kV变电所10kV不同母线段,1回工作,1回备用。空气压缩机带有成套的控制设备。4、压风自救系统①、空压机安装在地面,能有效为井下作业点供风。②、压风自救系统设在压缩空气管路上,为所有采掘作业地点提供压缩空气。③、压风自救系统设置在距离采掘工作面25-40n巷道内、放炮地点、撤离人员与警戒人所在的位置以及回风巷道有人作业外。长距离的掘进巷道每隔50m设置一组压风自救系统。④、每个压风自救系统一般可供5-8人使用,压缩空气供给量,每人不少于0.3m3⑤、井下压风管路采取保护措施,防止灾变破坏。七、井上下主要运输及设备1、地面运输大同煤矿集团华盛虎峰煤业有限公司有二条公路直接与场外公路连接,一条从主沿沟()而出与乡村公路相连,长1.38m为运煤专线;另一条由而出与乡村公路相连,长1.6m,为生产、生活服务。二条公路于寺塔村西侧汇与龙虎公路,均按二级道路混凝土铺设。路面宽6.0m,路基宽7.5m,年平均主运煤专线运煤专线2、井下运输井下煤炭运输采用带式输送机的运输方式,辅助运输采用JTPB-1.6X1.2/20型矿用提升绞车牵引车牵引矿车运输。型号JTPB-1.6X1.2/20电机型号YBPT355-8(185KW,660V)最大牵引力(KN)45钢丝绳规格(mm)24NAT6×19S+FC1570公称绳速(m/s)3.14容绳量(m)400轨距(mm)600轨型30绞车体积(mm)5831×4800×1925八、供电1、供电电源主电源供电由虎峰煤业有限公司矿井工业场地东南处矿区35kV同煤万杰变电站8701#10KV出线,供电距离5.2km,导线型号为LGJ-150mm2。备用电源供电由虎峰煤业有限公司矿井工业场地东南处矿区35kV同煤万杰变电站8702#10KV出线,供电距离5.5km,导线型号为LGJ-150mm2。两回电源线路一回工作,一回(带电)备用,当任一回路发生故障停止供电时,另一回路能保证矿井全部负荷供电。35KV同煤万杰变电站运行方式为分列式,主变压器容量为2×10兆伏安,电压35/10KV。主供线来自石庙梁110KV变电站,该站为国家电网主供站,架空线路1.62KM,导线型号LGJ-240/30。备用线路来自老窑头35KV变电站,该站为农用站,架空线路4.72KM,导线型号LGJ-GIA240/30。2、电力负荷矿井达产时,10kV母线计算负荷如下:设备总台数:159台设备工作台数:119台设备总容量:7761.2kW设备工作容量:5657.4kW计算有功功率:3258.9kW计算无功功率:2378.7kVAR自然功率因数:0.81无功功率补偿:-1200kVAR补偿后无功功率:1060kVAR补偿后视在功率:2814.3kVA补偿后功率因数:0.93矿井年耗电量:11.09×106kW·h矿井吨煤耗电量:18.42kW·h3、送变电方式(1)矿井供电系统技术特征矿井设双回路10kV供电系统,1回10kV电源引自矿区35kV同煤万杰变电站10kV母线,导线型号为LGJ-150mm2;另1回10kV电源引自矿区35kV同煤万杰变电站10kV不同母线段,主备用电源输电距离分别为5.2km和5.5km,导线型号为LGJ-150mm2。矿井有功计算负荷为2.97MVA,按最远距离5.5km计算:查表LGJ-150mm2在每MW·kM,cosφ=0.93时电压损失为0.334,得:校核电压损失Δu%＝0.334*5.5*2.6=4.77%,满足要求。按载流量计算:LGJ-150mm2持续载流量在40℃时为360A,矿井负荷计算电流为143.2A,选用LGJ-150mm2两回线路一回工作,一回(带电)备用,当任一回路发生故障停止供电时,另一回路仍能保证全矿井负荷用电。两回架空线采用柱形杆敷设。电压等级:矿井地面为10/0.38/0.22kV;(2)地面主变电所主变压器选用S11-630/10/0.4双绕组变压器2台,容量为630kVA,联接组标号为Y/△-11,负荷率为37%。10kV配电装置选用GG1A(F)－12箱型固定式封闭金属开关设备。上述产品性能好,操作方便,母线为封闭式,从而提高了供电的可靠性及安全性。在10kV侧设TBB型自动无功补偿装置2套,室内布置,单母线分段补偿1200kVAR。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。变电所采用直流操作电源。直流电源为220V铅酸蓄电池中,选用1套微机控制免维修铅酸电池直流电源屏成套装置,容量为100Ah,正常情况下由硅整流装置向控制及保护回路供电,故障时由铅酸蓄电池电源屏向控制及保护回路、变电所照明回路供电。4、地面供配电(1)工业场地10kV主变电所工业场地10kV主变电因此双回10kV电源线路向副井10/0.4kv变电所、主井井口10/0.4kv变电所、主通风机10kv电控室、井下中央变电所供电。单回10kv向行政生活区箱式变电站供电。以双回0.4kv向锅炉房供电。以单回0.4kv向材料仓库、主井工业广场、部分生活区设备供电。(2)行政生活区在行政生活区设1台箱式变电站,单回10kV电源引自工业场地10kV变电所段,行政生活区箱式变电站以单回0.4kV向单身楼、职工餐厅、生活区等供电。(3)副井口副井口附近设10/0.4kV变配电所,两回10kV电源分别引自工业场地10kV变电所10kV不同母线段,导线型号为MYJV22-8.7/103×70mm2,距离0.4km。所内设S11M-1000/10/0.41000KVA变压器两台。以两回10KV向副井绞车、强排水泵、空压机10/0.4kv变配电室供电。以两回0.4kv向副井绞车房低压设备、副井空气加热室、综合楼、调度、污水处理、架空乘人装置、消防等设备供电。以单回0.4kv向副井工业广场、机修厂、设备库供电。(4)主井口主井口10/0.4kv变电所两回10kv电源分别引自工业场地10kv变电所不同母线段,导线型号为:MYJV22-8.7/103×35mm2;内设SC(B)10－630/10/0.4变压器两台,容量630KVA,以两回0.4kv向主井井口房、地面生产系统、主井空气加热室供电。(5)主通风机主通风机为10kV双回路供电,两回10kv电源分别引自工业场地10KV变电所不同母线段,导线型号为MYJV22-8.7/103×35mm2,距离0.6km;内设高压电控室选用XGN2型高压电控装置,高压柜有20KVA所用变压器10/0.4kv,供蝶阀、室内照明等设备。通风机值班室内设有AKYJC－IV风机性能在线检测装置1套,对风机运行工况(风压、风量、电流、电压、有功功率、风机功率、电机绕组温度及轴承温度)进行实况检测。并可经过通讯接口将信号传至矿井安全监测监控系统。(6)空压机房空压机房内设10/0.4kv高压配电室,两回10kv电源引自副井10/0.4kV变电所10kv不同母线段,导线型号为MYJV22-8.7/103×35mm2,距离0.2km;所内设S11M－50010/0.4kv容量为500KVA变压器两台,以两回0.4kv电源向空压机、室内照明供电。空气压缩机带有成套的控制设备。(7)、生产系统的配电系统和各配电点的位置、容量及设备选型。联锁关系及控制原则,控制室的位置地面生产系统双回路电源引自地面生产系统配电室0.4kV不同母线段,低压配电装置选用GGD型低压开关柜。于筛分楼楼内设生产系统集中控制室,选用集监测、控制、信号、通信为一体的监控系统1套,系统结构为分布式。各生产厂房、车间选用工厂灯照明,原煤系统选用防爆型灯具,潮湿或粉尘较大的场所选用防水防尘型灯具,办公楼、调度室等地采用荧光灯和白炽灯照明,厂区室外照明灯具选用高压钠灯,由设在变电所的光电自动控制器控制。照明电压为:380/220V。根据《建构筑物防雷设计规范》(GB50057-94)工业场地内的建(构)筑物均应按三类防雷建筑物考虑,凡高度在15m以上的建筑物均设避雷带保护,其冲击接地电阻不应大于30Ω。为防止雷电波侵入,对电缆进出线,应在进出端将电缆的金属外皮、钢管等与电气设备接地相连。当电缆转换为架空线时,在转换处装设避雷器,避雷器、电缆金属外皮同绝缘子铁脚、金具等连在一起接地,其冲击电阻不大于30欧姆。为防止雷电波侵入井下,由地面直接入井的轨道、设备机架及各种露天引入(出)的管路等,在井口附近将金属体做不少于2处的可靠接地。在矿井各变电站(所)、高压配电室和锅炉房等户内的成套配电设备设有接地保护装置,其接地电阻不大于1欧姆。各电气设备正常不带电的金属外壳、铠装电缆的金属外皮等均经过专用接地线按规程可靠接地。5、井下供配电(1)井下负荷及井筒电缆选择井下用电设备总台数:65台用电设备工作台数:49台用电设备总容量:4177.6kW用电设备工作容量:2999.4kW计算有功负荷:1761.0kW计算无功负荷:1634.6kVAR矿区35kV同煤万杰变电站到工业场地10kV电压损失4.77%。根据井下负荷及井下巷道布置情况,并考虑到矿井远期的发展,采用10kV下井供电,下井电缆采用MYJV22-8.7/10kV3×70mm20.70km两回,有功负荷为1.76MVA,校核电压损失如下:查表MYJV22-8.7/10kV3×70mm2在每MW·kM,cosφ=0.8时电压损失为0.586,得:Δu%＝0.586*0.7*1.76=0.722%,再加矿井10kV电压损失5.49%,能够小于７％满足要求。沿副斜井下井至井下主变电所,沿线敷设时注意回防机械损伤保护。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。(2)井下主变电所接线系统,设备选型井下主变电所设KBSG-500/10/0.69kV矿用隔爆型干式变压器1台,KBSG-315/10/0.69kV矿用隔爆型干式变压器1台,其中315KVA干式变压器为10#煤层局扇专用变压器。660V选用KJZ矿用隔爆真空馈电开关(带选择性漏电保护)。(3)井下高、低压配电系统,接地及固定照明井下主变电因此单回660V向井底车场设备供电。在211采区设采区变电所,双回10KV电源引自中央变电所10KV不同母线段,导线型号为MYJV22-8.7/10－3×50mm2,内设KBSG－80010/0.69KV、KBSG－50010/0.69KV、KBSG－31510/0.69KV干式变压器各一台,其中800KVA干式变压器为顺槽掘进、暗斜井皮带、采区水泵、局扇供电;500KVA干式变压器为轨道运输、皮带运输、采区水泵、照明等设备660V供电;315KVA干式变压器为采区掘进顺槽局扇专用变压器,局扇备用电源引自800KVA干式变压器。采区变电所10KV选用PJG－10Y矿用隔爆型高压真空配电装置,660V选用KJZ矿用隔爆真空馈电开关(带选择性漏电保护)。211采区变电因此单回10kV向综采工作面移动变电站供电,综采工作面移动变电站选用KBSGZY-100010/1.2KV,为综采工作面1140V设备供电;回风车场KBSGZY－80010/.69KV一台,为综采工作面回进风顺槽660V设备供电。十安全监控与计算机管理1、安全监控该矿井年生产能力0.6Mt,属低瓦斯矿井,2号煤层具有煤尘爆炸危险性,自燃发火等级为Ⅱ级,为自燃煤层。为安全生产,本设计重新选用1套KJ340型矿井安全监测及生产监测监控系统。该系统全面满足AQ6201-新的煤矿监控系统行业标准,能够对井下环境以及主要设备运行状态进行24小时实时数据监测,当瓦斯超限时,报警并切断相应范围内设备电源达到对各类灾害的早期预测,防止事故发生,以保障矿井安全、高效生产,保证设备的正常运行。矿井安全生产监控传感器的设置与管理符合AQ1029-《煤矿安全监控系统及监测仪器使用管理规范》要求。2、产量监控系统设计选用一套ICS-800-XF型产量监控系统,在矿井出煤口处安装称重及视频监控系统,自动监测煤炭产销量,达到监控产量,以产控销、以销控税(费),关注税源(费)的目的。3、矿井人员考勤定位系统设计选用一套KJ399人员定位系统,对下井人员进行监测,实现考勤管理,并对井下作业人员的分布情况进行动态跟踪,可随时查询下井人员的身份,下井次数、下井时间或任一指定时间段的活动踪迹。4、矿井安全监视系统设计选用一套KAB127(B)矿用工业视频监控系统,对地面及井下重要生产岗位实时图像监测。5、矿井综合自动化为满足矿井对信息的需求,设计将矿井主要生产系统与机电设备集中控制,并利用先进的自动化技术,网络技术使生产实时数据与管理信息得以综合利用,实现全矿井综合自动化。设计范围:建设现代化的生产调度中心,构建统一的多媒体、多通道工业控制专网,将矿井安全生产监控系统、产量监测系统、井下作业人员管理系统、矿井安全监视系统、工业场地10kV主变电所、主通风机、主运输系统、副井提升系统、井上、下供电系统、供、排水系统等各个子系统集成到综合自动化控制网络平台中,实现集中监控、统一调度,并与矿信息管理系统实现无缝联接。6、计算机管理系统①、信息需求及系统功能计算机管理信息系统在领导决策层,生产经营管理层和数据接口层三个层面上为矿井提供信息服务。系统功能为:实现计划、生产、财务、供应、设备、安全、劳资和人事等项业务的现代化管理,用计算机完成制定计划,统计数据和提供报表等功能,并为领导提供决策支持。②、网络系统建立计算机局域网,网络结构为星形。局域网覆盖办公楼、任务交待楼。局域网中心机房置于矿办公楼内,设备主要配有1台核心交换机、2台网络服务器、3台48口接入交换机,以及打印机及电源等。配置30台工作站供矿领导和主要科室使用。十一通信1、生产调度通信:程控交换机型号为HD,224门。井下通信电缆沿主、副井井筒分别敷设2条MHYA32-50×2×0.8双钢丝铠装矿用通信电缆,两条电缆互为备用,并在井下作复接。井下电缆均采用阻燃型矿用通信电缆,电话机采用本安型。由副井引下至交换箱,然后经分线盒分线后,引至各调度用户。井下调度电话主要设置在各机电硐室、采掘工作面、胶带机头等处。2、无线通信系统:选用1套KT134井下无线通信系统,在井筒、运输大巷及采掘工作面顺槽等处敷设通信电缆并按规定距离安装基站,给有关人员配备防爆手机,实现井下移动通信。无线通信系统经过相应接口与矿井程控交换机相连,实现全矿井上下通信联网。3、井下应急广播系统,设计选用一套KT240型井下安全语音广播系统,系统广播主机可对井下全矿井的本安型扩音电话进行紧急广播,做为全矿井下紧急呼叫警示或紧急抢险撤人呼叫。十二、地面辅助生产系统本矿生产原煤分为0-50mm、+50mm两级,其中对+50mm粒级进行人工拣矸,产品煤分储分运。1、主井生产系统设计利用原主斜井,井筒宽3m、高2.3m,井筒内布置带式运输机完成矿井原煤提升任务。根据矿井原煤加工方案和工艺设计及场地情况,主井地面生产系统设计方案为:原煤由井煤仓下部给煤机将原煤给到主提升胶带输送机直接提升至选矸楼,经YAH1848型圆振动筛,圆振动筛对原煤按±50mm分级,+50mm的块煤入手选带式输送机手选拣矸后,由块煤带送入封闭式储煤场;-50mm末煤由末煤带式输送机输送到全封闭煤场储存待外运销售。手选矸石由可移动胶带机送入封闭式储煤场,临时排放,待汽车外运到永久矸石场地。封闭煤场面积为58×54m2,总有效容量约6300t,能满足矿井原煤外运受阻时3.5装车及外运方式:装载机装车,汽车外运。2、副井生产系统副斜井辅助生产系统为单钩串车和可摘挂抱索器架空乘人装置辅助提升系统,主要担负下放设备材料和全矿人员升降。车场形式:井底为平车场,井口为甩车场。井口车场坡度为3°,中间为出车重车道,向东北侧甩出,出井方向右侧为材料线;重车线设挡车器、下井线设阻车器。在采用无极绳可摘挂抱索器架空乘人装置(以下称猴车)提人方式与轨道物料混合运输的斜巷中,跑车防护装置安装的挡车拦采用三个位置传感器定位,分别有上限位、中限位、下限位,且为自动控制方式,并与绞车提升信号和猴车信号闭锁。在猴车与矿车均未运行时,挡车栏处于常闭状态,即挡车状态。当提运物料时,矿车运行到第一组挡车装置前30米(该位置可根据现场要求设定)时,主控发出指令,将挡车装置提升到巷道顶部,矿车正常经过;矿车运行到第一组挡车装置后30当需要提升人员时,跑车防护装置主控收到猴车启动信号,发出指令,将各挡车装置自动下放至巷道底部(即轨道上,高度小于200mm),并闭锁各挡车装置上提条件,猴车能够安全运行。当停止提升人员时,跑车防护装置主控收到猴车停止信号,自动解除闭锁各挡车装置上提条件,发出指令,将各挡车装置自动上提至巷道中部,即正常挡车状态。3、排矸系统根据开拓布置及采区巷道布置,井下巷道大多为煤巷,出井矸石量较小,占不到原煤产量的10%,矿井总排矸量约为10kt/a。井下矸石由辅助生产系统提升至地面车场,人工推入矸石线至临时排矸场地,然后由汽车运送永久排矸场。地面手选矸石由可移动胶带机运至封闭储煤场,汽车外运,矸石场排弃。手选矸石总量为5.3kt/a。主约1km的荒沟内,沟深40m,矸石排放场初期占地1ha,服务5a。堆置的方式,每3m为一层压实,并覆盖0.5m厚的黄土,沟满后及时覆盖1.0m厚的黄土压实复垦、种植花草或果树,也可种草发展牧业。十三给水排水系统矿井开采2号煤层时,井下正常涌水量为449.44m3/d,最大涌水量为582.44m3/d。矿井开采10号煤层时,井下正常涌水量为1606.44m3/d,最大涌水量为1982.44m2、排水十四地面建筑矿井工业场地建(构)筑物总面积:8016m2矿井工业场地建(构)筑物总体积:69713m3走廊水平长度114.40m。行政、公共建筑的总面积:5846m2。其中利用已有行政、公共建筑的总体积:33713m3。其中利用已有21863m第六节建设情况大同煤矿集团华盛虎峰煤业有限公司于1月18日由山西省煤炭工业厅以晋煤办基发【】104号文批复同意开工建设。具体立项文件有:1、《大同煤矿集团华盛虎峰煤业有限责任公司兼并重组整合矿井地质报告》由山西地宝能源有限公司编制,省煤炭厅以晋煤规发[]1153号文件批复。2、《大同煤矿集团华盛虎峰煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计》由山西源通煤矿工程设计有限责任公司编制,山西省煤炭工业厅以晋煤办基发[]1549号文对该设计予以批复。《大同煤矿集团华盛虎峰煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计变更》由山西地丰煤矿工程设计有限公司编制,省煤炭厅以晋煤办基发()1497号文件批复。3、《大同煤矿集团华盛虎峰煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计安全专编》由山西源通煤矿工程设计有限责任公司编制,临汾煤监局以临煤监字[]14号号文件批复等。我公司矿井兼并重组整合项目由山西地宝能源有限公司和山西地丰煤矿工程设计有限公司进行设计;工程监理由山西新星项目管理有限责任公司负责。土建工程由昌陆建筑工程集团有限公司等单位施工;矿建工程由温州矿山井巷工程有限公司等单位施工;机电安装工程由四川煤矿基本建设工程公司施工。在矿井建设过程中,我们严格按照《矿井资源整合实施方案开采设计》、《煤矿安全施工设计》的要求精心组织施工,经过两年多的建设,矿井的土建、矿建、安装工程已全部完成。矿井的\o"一通三防"通风、机电运输、\o"防尘煤矿防尘"防尘、防火、压风、供排水、通讯联络、安全监测监控等系统已全部建成,各种安全设施已安装完毕并运行正常;与原设计不相符部分已做了初设及安全专篇修改并已批复。大同煤矿集团华盛虎峰煤业有限公司矿井兼并重组整合项目共有矿、土、安单位工程共计80项,其中矿建25项,土建23项,安装32项。土建工程单位工程项目及施工单位见下表序号工程名称施工单位1副斜井绞车房昌陆建筑工程集团有限公司2空压机房昌陆建筑工程集团有限公司3主井井口房山西宏图清明建设工程有限公司4皮带走廊及卸载点山西宏图清明建设工程有限公司5选矸楼山西宏图清明建设工程有限公司6储煤棚山西宏图清明建设工程有限公司7副井井口房昌陆建筑工程集团有限公司8主井10KV变电所山西宏图清明建设工程有限公司9副井配电室昌陆建筑工程集团有限公司10副井工业广场轨道及道岔山西省建筑工程集团总公司11集中供暖锅炉房昌陆建筑工程集团有限公司12主井空气加热室山西宏图清明建设工程有限公司13副井空气加热室昌陆建筑工程集团有限公司14静压水池V=200m山西第六建筑集团有限公司15综采设备库山西省建筑工程集团总公司16器材库钢结构H=7.0m山西第六建筑集团有限公司17联合建筑山西省建筑工程集团总公司18黄泥灌浆站山西省建筑工程集团总公司19600m³山西省建筑工程集团总公司20厂区设施山西省建筑工程集团总公司等21矿井水处理山西第六建筑集团有限公司22生活水处理昌陆建筑工程集团有限公司矿建工程单位工程项目及施工单位见下表序号工程名称施工单位1暗斜井煤仓原巷2永避难峒室温州锐锋矿山建设有限公司3回风暗斜井及联巷温州矿山井巷工程有限公司4皮带暗斜井温州矿山井巷工程有限公司5副斜井温州锐锋矿山建设有限公司6中部车场温州锐锋矿山建设有限公司7井底车场温州矿山井巷工程有限公司8回风立井温州锐锋矿山建设有限公司9水仓温州矿山井巷工程有限公司10中央变电所温州锐锋矿山建设有限公司11中央泵房温州锐锋矿山建设有限公司12管子道温州锐锋矿山建设有限公司13消防材料库温州矿山井巷工程有限公司14211采区上部＋490ｍ进风行人联络巷温州矿山井巷工程有限公司152号煤回风大巷温州矿山井巷工程有限公司16211采区轨道下山温州矿山井巷工程有限公司17211采区运输下山温州矿山井巷工程有限公司18211采区回风下山四川煤矿基本建设工程公司19211采区配电所温州矿山井巷工程有限公司20211采区绞车房及通道温州矿山井巷工程有限公司21采区临时水仓温州矿山井巷工程有限公司222111工作面回风顺槽四川煤矿基本建设工程公司232111工作面运输顺槽温州矿山井巷工程有限公司242111工作面开切眼温州矿山井巷工程有限公司25安全设施温州矿山井巷工程有限公司机电设备安装工程单位工程项目及施工单位见下表序号项目名称施工单位1生活污水处理站设备系统安装工程山西长清环境工程有限公司2矿井水处理站设备安装工程山西长清环境工程有限公司3主斜井空气加热室设备安装工程四川煤矿基本建设工程公司4副斜井空气加热室设备安装工程四川煤矿基本建设工程公司5副井10KV变电所安装工程四川煤矿基本建设工程公司6架空乘人设备安装工程四川煤矿基本建设工程公司7地面生产系统安装工程四川煤矿基本建设工程公司8黄泥灌浆系统安装工程四川煤矿基本建设工程公司9地面动照线网安装工程四川煤矿基本建设工程公