矿井兼并重组整合项目初步设计

PAGE前言山西柳林鑫飞下山峁煤业有限公司原名称为山西柳林下山峁煤业有限公司。该矿是经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[2009]33号文批准的资源兼并重组整合矿井。批准矿井由原山西柳林下山峁煤业有限公司、山西柳林任家山煤业有限公司及已关闭的山西柳林森泽煤业有限责任公司三个矿整合为一个矿。整合后矿井名称为山西柳林鑫飞下山峁煤业有限公司。2012年9月山西省国土资源厅为其颁发了新的采矿许可证（证号C1400002009101220041016号），批准矿井井田面积为4.0716km2，开采煤层为4-9#煤层，生产能力为90万t/a。2010年3月山西省煤炭工业厅以晋煤规发[2010]245号文山西柳林鑫飞下山峁煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计山西柳林鑫飞下山峁煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计一、编制设计的依据1、山西柳林鑫飞下山峁煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计（变更）委托书；2、山西同地源地质矿产技术有限公司2010年3月编制的《山西柳林鑫飞下山峁煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告》；3、山西省煤炭工业厅晋煤规发[2010]245号文“关于山西柳林鑫飞下山峁煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告的批复”4、山西柳林鑫飞下山峁煤业有限公司的《采矿许可证》；5、我公司山西柳林鑫飞下山峁煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计；山西柳林鑫飞下山峁煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计的批复山西柳林鑫飞下山峁煤业有限公司矿井兼并重组整合项目安全设施设计的批复山西柳林鑫飞下山峁煤业有限公司矿井兼并重组整合项目开工建设的批复9、吕梁市煤炭工业局吕煤安字［2008］540号《关于对山西柳林陈家湾赵家庄煤业有限公司等42对矿井2008年度瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定的批复》10、吕梁市煤炭工业局吕煤安字［2007］665号《关于对山西柳林陈家湾赵家庄煤业有限公司等45对矿井2007年度瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定的批复》11、山西省煤炭工业厅晋煤瓦发[2010]747号《关于山西柳林鑫飞下山峁煤业有限公司8#、9#煤层瓦斯涌出量预测的批复》12、山西省煤炭工业局综合测试中心煤芯煤样检测报告二、矿井设计的技术经济指标1、矿井设计生产能力：90万t/a，服务年限11.6a2、矿井移交到达到设计生产能力时,新增井巷工程总长度11697m,掘进总体积163737m3,万吨掘进率129.97m3、矿井占地面积14.77ha4、综合建井工期：30个月；5、矿井在籍人数527人，矿井全员效率8t/工；6、变更后项目新增固定资产投资35435.08万元，其中井巷工程10417.63万元,土建工程4254.97万元,机电设备购置11247.61万元,安装工程2275.89万元,其他基本建设费用4826.03万元,工程预备费2318.18万元，建设项目总资金41574.74万元，新增建设项目造价（动态）36122.82元，铺底流动资金1341.92万元.建设期利息687.74万元。7、吨煤投资461.94元。三、存在问题及建议四、主要变更内容如下表本次变更设计中对原设计未做修改的内容，仍按山西省煤炭工业厅晋煤办基发［2010］550号文的批复实施。变更对照表序号项目原设计内容变更设计的变更内容变更的理由1开拓（1）原（1）本次变更设计。（2）本次变更设计本次变更设计轨道大巷采用矩形断面，净宽由3.4m变更为4.5m，净高2.8m，；（1）由于矿方在施工时，原主水仓位置处的围岩较为松软，故对其位置2设备(1)主斜井运输设备为380V供电；(2)破碎机选用PEM－1000×650型一部，电机功率55kw；液压支架选用ZZS6000-17/37型，过渡支架选用ZTG7200-20/36型。(3)压风机选用SA-150A型，电机功率110kw,3台。（4）选用EBZ-132型综掘机，电机功率194.5kw。（5）西翼大巷带式输送机选用DSJ100/60/160×2整体带芯带式输送机，电机功率为×160kw；东翼大巷带式输送机选用DTL100/60/90×2型和DTL100/60/110型整体带芯带式输送机，电机功率为110kw和×90kw；顺槽带式输送机选用DSJ100/50/160×2整体带芯带式输送机，电机功率为×160kw。（6）大巷辅助运输设备选用3台SQ-60/55型无极绳连续牵引车，电机功率为(1)主斜井运输设备变更为660V供电；(2)破碎机变更为PLM－1000型一部，电机功率110kw；液压支架利用现有ZZ6000-17/34型，过渡支架利用现有ZZG7200-17/34型。(3)压风机变更为JN160-8型，电机功率160kw,3台。（4）选用EBZ-160型综掘机，电机功率261kw。（5）西翼大巷带式输送机变更为DTL100/50/132型整体带芯带式输送机，电机功率为132kw；东翼大巷带式输送机变更为DSJ100/50/×132型和DSJ100/60/110型整体带芯带式输送机，电机功率为×132kw和kw；顺槽带式输送机变更为DSJ100/40/200×2整体带芯带式输送机，电机功率为×200kw。（6）大巷辅助运输设备变更为2台SQ-80/75B型和1台SQ-120/132型无极绳连续牵引车，电机功率为kw和132kw。（1）660V供电较为可靠。（2）现场揭露本矿煤层夹矸较厚，且煤质较硬，故需加大相关设备的电机功率；同时变更后的压风机排气量更大，安全性相对更高。经计算，变更后的机电设备能够满足矿井安全生产的要求。3供电（1）副井场地低压主变为2台S9-1600/10/0.4kV。（2）主井场地低压主变为2台S9-630/10/0.4kV。（3）主井绞车专变为1台SC-800/10/0.69kV。（4）井下综采面移变为2台KBSGZY-800/10/1.2kV。（5）井下综掘面移变为2台KBSGZY-500/10/0.69kV。（6）井下采区变电所运输供电变压器为2台KBSG-500/10/0.69kV。（7）新工业场地电源线路为两回LGJ-120导线。（8）井下中央变电所为2台KBSG-200/10/0.69KV型变压器。（1）副井场地低压主变为2台S11-M-1000/10kv。（2）主井场地低压主变为2台S11-M-630/10/0.4kV。（3）主井绞车专变为2台S11-M-1250/10/0.69kv。（4）井下综采面为1台KJZ-2000/10//3.3/1.2kV负荷中心。（5）井下综掘面移变为1台KBSGZY-1000/10/0.69kV。（6）井下采区变电所运输供电变压器为KBSGZY-500/10R和KBSGZY-400/10R型2台。（7线路）新工业场地电源为两回LGJ-150导线。（8）井下中央变电所为2台KBSG-630/10R和KBSG-R-400/10型变压器（1）地面建筑设施主副井场地地点变动。（2）地面建筑设施主副井场地地点变动及部分设备供电电压变化。（3）主斜井生产系统660V供电，提高供电可靠性。（4）能满足供电要求。（5）井下设备变动。（6）新工业场地增加选煤厂负荷。4采暖供热KJZ/50型三套，功率11KW，三台。副立井加热机组变更为BKJZ/50型四套，功率11KW，四台。以上设备更加先进和节能，经计算，变更后的设备能够满足矿井生产的要求。5六大系统（3）（4）补充紧急避险系统。移动救生舱选用KJYF96/10型。（5）利用矿已有的DH-2000型程控交换机。（6）选用CMKXY-NP型矿井数字网络广播系统和无线通信系统。利用已有设备。另根据有关政策的要求，增加井下紧急避险系统。6其它（1）地面工业广场的摆布。（2）地面建筑（3）综合建井工期：24个月（1）调整地面工业广场的摆布。（2）调整地面建筑的面积。（3）综合建井工期：30个月根据矿井地形的实际情况及增加坑口选煤厂的情况，同时考虑改善职工的生活条件，对一些建筑的位置及面积进行调整，使其更加符合矿井的实际，且满足有关要求。第一章井田开拓第一节井田境界与资源储量本节维持原设计不变。只是2011年10月29日山西省国土资源厅为其颁发了新的采矿许可证。（证号、批采煤层、开采深度、井田面积、生产规模、矿井拐点坐标均不变。）第二节井底车场及硐室一、井底车场形式的确定二、井底车场硐室第二章大巷运输及设备第一节运输方式的选择一、主要运输巷道断面、支护方式、坡度及钢轨型号原设计：回风大巷布置在运输大巷南部，轨道大巷布置在运输大巷北部。本次变更设计：回风大巷布置在运输大巷北部，轨道大巷布置在运输大巷南部。轨道大巷采用矩形断面，净宽由3.4m变更为4.5m，净高2.8m不变，锚网索喷支护，分别沿8、9号煤层掘进，铺设胶带大巷采用矩形断面，净宽由4.0m变更为4.5m，净高由2.5m变更为2.8m，锚网索喷支护，分别沿8、9号煤层掘进，铺设1000mm胶带输送机和30kg/m单轨。回风大巷采用矩形断面，净宽由4.0m变更为5.0m，净高由3.0m变更为2.8m，锚网索喷支护，沿8号煤层顶板掘进。第二节运输设备选型井下煤炭运输采用胶带输送机的运输方式，辅助运输采用无极绳连续牵引车牵引矿车的运输方式。一、运输设备西翼运输大巷1号带式输送机：原设计选用DSJ100/60/160×2，矿方实际安装DTL100/50/132型带式输送机。东翼运输大巷1号带式输送机：原设计选用DTL100/60/90×2，矿方实际安装DSJ100/50/132×2型带式输送机。东翼运输大巷2号带式输送机：原设计选用DTL100/60/110，矿方实际安装DSJ100/60/110型带式输送机。（一）西翼运输大巷1号带式输送机原设计选用DSJ100/60/160×2：(1)输送机：DSJ100/60/160×2整体带芯带式输送机：带宽B=1000mm，带速V=2.5m/s，输送机水平长前期LH=300m，后期LH=893m，运量Q=600t/h。驱动方式为头部两滚筒双电机限矩液力偶合器驱动，驱动滚筒为(2)输送带：整体带芯阻燃抗静电胶带，B=1000mm(3)电动机：YB315L1-4电动机（660V，160KW）2台(4)减速器：B3SH12i=31.52台(5)偶合器：YOXⅡFZ500(防爆)2个(6)制动器：BYWZ5-400/80(防爆)2个(7)拉紧装置：重锤张紧1套矿方实际安装DTL100/50/132型带式输送机，验算如下：1、设计依据带式输送机运量：Q＝500t/h提升高度：H＝15m带式输送机水平长度：Lh＝300m；煤的松散容重：ρ＝950kg/m3；带宽：B＝1000mm2、带式输送机选型计算(1)圆周驱动力的计算托辊运行阻力系数：f=0.03；传动滚筒摩擦系数：μ＝0.25；槽角λ＝30°；承载托辊直径φ=108mm，L=380mm，轴承为6205/C4回程托辊直径φ=108mm，L=1150mm，轴承为6205/C4承载托辊间距α0＝1.2m；回程托辊间距αu＝3.0m；清扫器设置：2个弹簧，1个空段。带速：v＝2.5m/s；初选带强：PVG1000S物料重量：qG=66.7kg/m每米胶带重量：qB=14.2kg上托辊每米长转动部分重量：qR0＝10.175kg/m下托辊每米长转动部分重量：qRu＝3.48kg/m系数：c=1.31。主要阻力：FH＝fLg［qR0+qRu+(2qB+qG)cosδ］＝8467N倾斜阻力：Fst=qG·g·H=9429N主要特种阻力：Fs1=Fε+FGL=CεμoLε(qB+qG)gcosδsinε+=1833N附加特种阻力：Fs2=n3·Fr+Fα＝n3·A·P·μ3+B·K2＝3000N传动滚筒所需圆周驱动力：Fu＝CFH+Fs1+Fs2+Fst=24776N(2)电动机计算轴功率：PA＝FuV/1000=62kW驱动电机功率：PM＝1.5PA＝93kW(考虑满载启动时)现有的YB2-315M型电动机(132KW，660V)能满足要求。(3)张力计算①按垂度条件承载分支F承min≥［a0(qB+qG)g］/［8(h/a)adm］=10886(N)回程分支F回min≥(aUqBg)/［8(h/a)adm］=6799(N)②按不打滑条件按不打滑条件F2(S2)min≥FUmax/(eμφ-1)=KaFU/(eμφ-1)最大圆周驱动力：Fumax=1.5×FU=37165NF2min=Fumax/(eμφ-1)=28807N(围包角φ=190°)根据以上条件，各点的特性力:S1=53583NS2=28807NS3=31188NS4=32435N(4)验算打滑、胶带安全系数单传动滚筒驱动总围包角S1/S2=1.96<eμφ＝2.5，不打滑带式输送机安全系数：m>12，选用整体带芯输送带，PVG100Sm==17.7满足要求。3、选型结果(1)输送机：现有的DTL100/50/132整体带芯带式输送机：带宽B=1000mm，带速V=2.5m/s，输送机水平长前期LH=300m，运量Q=500t/h。驱动方式为头部单滚筒单电机限矩液力偶合器驱动，驱动滚筒为(2)输送带：整体带芯阻燃抗静电胶带，B=1000mm，PVG10(3)电动机：YB2-315M-4电动机（660V/1140V，132KW）1台(4)减速器：B3SH09i=251台(5)偶合器：YOXⅡFZ500(防爆)1个(6)制动器：BYWZ5-400/121E(防爆)1个(7)拉紧装置：JH-8绞车张紧1套（三）东翼运输大巷1号带式输送机原设计选用DTL100/60/90×2：(1)输送机：DTL100/60/90×2整体带芯带式输送机：带宽B=1000mm，带速V=2.5m/s，输送机水平长L=672m，提升高度10m，运量Q=600t/h。驱动方式为头部两滚筒双电机限矩液力偶合器驱动，驱动滚筒为(2)输送带：整体带芯阻燃抗静电胶带，B=1000mm(3)电动机：YB280S-4电动机（660V，90KW）2台(4)减速器：B3SH08i=252台(5)偶合器：YOXⅡFZ500(防爆)2个(6)制动器：BYWZ5-400/80(防爆)4个(7)拉紧装置：重锤张紧1套矿方实际安装DSJ100/50/132×2型带式输送机；验算如下：1、设计依据带式输送机运量：Q＝500t/h；带式输送机水平长度：Lh＝672m；提升高度：H=10m；煤的松散容重：ρ＝950kg/m3；带宽：B＝1000mm2、带式输送机选型计算(1)圆周驱动力的计算托辊运行阻力系数：f=0.035；传动滚筒摩擦系数：μ＝0.25；槽角λ＝30°；承载托辊直径φ=108mm，L=380mm，轴承为6205/C4回程托辊直径φ=108mm，L=1150mm，轴承为6205/C4承载托辊间距α0＝1.2m；回程托辊间距αu＝3.0m；清扫器设置：2个弹簧，1个空段；带速：v＝2.5m/s；初选带强：整体带芯输送带，PVG1000S；物料重量：qG=66.7kg/m每米胶带重量：qB=14.2kg/m上托辊每米长转动部分重量：qR0＝10.175kg/m下托辊每米长转动部分重量：qRu＝3.48kg/m系数：c=1.17主要阻力：FH＝fLg［qR0+qRu+(2qB+qG)cosδ］＝22498N倾斜阻力：Fst=qG·g·H=6382N主要特种阻力：Fs1=Fε+FGL=CεμoLε(qB+qG)gcosδsinε+=3380N附加特种阻力：Fs2=n3·Fr+Fα＝n3·A·P·μ3+B·K2＝3000N传动滚筒所需圆周驱动力：Fu＝CFH+Fs1+Fs2+Fst=39085N(2)电动机计算轴功率：PA＝FuV/1000=97kW驱动电机功率：PM＝1.5PA＝146kW(考虑满载启动时)矿方选用(132KW×2，660V)电动机能满足要求。(3)张力计算①按垂度条件承载分支F承min≥［a0(qB+qG)g］/［8(h/a)adm］=10254(N)回程分支F回min≥(aUqBg)/［8(h/a)adm］=5219(N)②按不打滑条件按不打滑条件F2(S2)min≥FUmax/(eμφ-1)=KaFU/(eμφ-1)最大圆周驱动力：Fumax=1.5×FU=58628N设P1：P2=1：1，第二传动滚筒的力用足。F2min=Fumax/(eμφ-1)=22722N(围包角φ1=φ2=190°)根据以上条件，各点的特性力:S1=61807NS2=22722NS3=28619NS4=29764N(4)验算打滑、胶带安全系数双传动滚筒驱动总围包角AS1/S2=2.72<eμ（φ1+φ2）＝5.24，不打滑带式输送机安全系数：m>12，选用整体带芯输送机PVG1000Sm==16.1满足要求。(5)传动滚筒传动滚筒所需合力116KN，选用φ800传动滚筒，所需扭矩6.17KN.m。选用传动滚筒10080，许用合力110KN，许用扭矩20KN.m，满足使用要求。3、选型结果(1)输送机：DSJ100/50/132×2整体带芯带式输送机：带宽B=1000mm，带速V=2.5m/s，输送机水平长L=672m，提升高度10m，运量Q=500t/h。驱动方式为头部两滚筒双电机限矩液力偶合器驱动，驱动滚筒为(2)输送带：整体带芯阻燃抗静电胶带，B=1000mm(3)电动机：（660V/1140V，132KW）2台(4)减速器：B3SH11i=252台(5)偶合器：YOXⅡFZ500(防爆)2个(6)制动器：BYWZ5-400/121(防爆)2个(7)拉紧装置：JH-8绞车张紧1套（四）东翼运输大巷2号带式输送机原设计选用DTL100/60/110，矿方实际安装DSJ100/60/110型带式输送机；验算如下：1、设计依据带式输送机运量：Q＝600t/h；带式输送机水平长度：Lh＝510m；提升高度：H＝-10m；煤的松散容重：ρ＝950kg/m3；带宽：B＝1000mm2、带式输送机选型计算(1)圆周驱动力的计算托辊运行阻力系数：动力运行时f=0.035，制动运行f=0.012；传动滚筒摩擦系数：μ＝0.25；槽角λ＝30°；承载托辊直径φ=108mm，L=380mm，轴承为6205/C4回程托辊直径φ=108mm，L=1150mm，轴承为6205/C4承载托辊间距α0＝1.2m；回程托辊间距αu＝3.0m；清扫器设置：2个弹簧，1个空段。带速：v＝2.5m/s；初选带强：整体带芯PVG680S物料重量：qG=66.7kg/m每米胶带重量：qB=13.3kg/m上托辊每米长转动部分重量：qR0＝10.175kg/m下托辊每米长转动部分重量：qRu＝3.48kg/m系数：c=1.2。经进行全程满载（f=0.035,f=0.012）,全程空载计算，全程满载f=0.035时圆周力最大。主要阻力：FH＝fLg［qR0+qRu+(2qB+qG)cosδ］＝18702N倾斜阻力：Fst=qG·g·H=-7557N主要特种阻力：Fs1=Fε+FGL=CεμoLε(qB+qG)gcosδsinε+=2962N附加特种阻力：Fs2=n3·Fr+Fα＝n3·A·P·μ3+B·K2＝3000N传动滚筒所需圆周驱动力：Fu＝CFH+Fs1+Fs2+Fst=20848N(2)电动机计算轴功率：PA＝FuV/1000=52kW驱动电机功率：PM＝1.5PA＝78kW选用有(110KW，660V)电动机能满足要求(3)张力计算①按垂度条件承载分支F承min≥［a0(qB+qG)g］/［8(h/a)adm］=11755(N)回程分支F回min≥(aUqBg)/［8(h/a)adm］=4888(N)②按不打滑条件按不打滑条件F2(S2)min≥FUmax/(eμφ-1)=KaFU/(eμφ-1)最大圆周驱动力：Fumax=1.5×FU=31273NF2min=Fumax/(eμφ-1)=24240N(围包角φ1=φ2=190°)根据以上条件，各点的特性力:S1=45089NS2=24240NS3=32168NS4=33454N(4)验算打滑、胶带安全系数传动滚筒驱动总围包角S1/S2=2.65<eμ（φ1+φ2）＝5.24，不打滑带式输送机安全系数：m>12，选用整体带芯输送带，PVG1000Sm==15.1满足要求。(5)传动滚筒传动滚筒合力77.6KN，选用φ800传动滚筒，则所需扭矩3.89KN.m。选用传动滚筒10080，许用合力110KN，许用扭矩20KN.m，满足使用要求。3、选型结果(1)输送机：DSJ100/60/110整体带芯带式输送机：带宽B=1000mm，带速V=2.5m/s，输送机水平长L=510m，提升高度-10m，运量Q=6(2)输送带：整体带芯阻燃抗静电胶带，B=1000mm(3)电动机：电动机（660V，110KW）1台(4)减速器（带逆止器）：DCY315i=201台(5)偶合器：YOXⅡFZ5001个(6)制动器：BYWZ5-400/1211个(7)拉紧装置：JH-8绞车张紧1套4、胶带机电控系统采用PLC控制系统，控制带式输送机的起停；设带式输送机的软制动装置；设带式输送机防跑偏、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。(六)西翼轨道大巷辅助运输设备原设计选用2部SQ-60型无极绳连续牵引车，配用电动机功率55kW，矿方在招标时选用SQ-80/75B型和SQ-120/132型无极绳连续牵引车，配用电动机75kW和132kW，这两种型号的无极绳连续牵引车各项技术参数均优于原设计的技术参数，且矿井运输条件均未发生变化，故现有设备满足要求。第三章采区布置及装备第一节采煤方法一、采煤方法的选择本次变更设计，对采煤方法不进行变更，仍维持原设计的采煤方法，即8号煤层和9号煤层均采用长壁综采一次采全高的采煤工艺，顶板管理采用全部垮落法。二、工作面“三机”及顺槽设备选型本次变更设计仅对破碎机及液压支架按现已招标的型号进行变更，其他采煤设备均维持原设计不变。原设计：破碎机选用PEM－1000×650型颚式破碎机，过煤能力1000t/h，电机功率55KW。本次设计：破碎机利用PLM－1000型破碎机，过煤能力1500t/h，电机功率110KW。原设计：选用型，支撑高度为1.7-3.7选用型，支撑高度为2.0-3.6本次设计：利用现有型，支撑高度为1.7-3.4利用现有型，支撑高度为1.7-3.4现有液压支架的技术参数基本和原初步设计一致，只是支护高度发生变化，但根据地质报告8号煤层厚2.50-3.19m，平均厚2.89m破碎机技术特征型号过煤能力(t/h)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700150-3001101503540×1987×178615.7SZZ764/132配套第二节巷道掘进一、巷道断面和支护形式运输、轨道、回风大巷均沿煤层布置，矩形断面，锚网索喷支护形式，工作面顺槽、开切眼为矩形断面，锚网支护形式。二、掘进工作面个数、组数，掘进的机械配备基本维持原设计不变，只是按有关规定将TXU-150型探水钻变更为MYZ-200型探水钻。三、移交生产时的井巷工程量矿井移交到达到设计生产能力时,新增井巷工程总长度11697m,掘进总体积163737m新增井巷工程量汇总见表3-2-第四章通风与安全第一节矿井通风原设计：矿井通风方式为中央并列式，采用机械风机抽出式通风。矿井总进风量取94m3/s，主斜井进风34m3/s，副立井60m3/s，回风井回风94m3/s。风量分配综采工作面：30m3/s；备用工作面：15m3/s，综掘工作面：15m3本次变更设计：矿井通风系统、矿井总进风量及风量分配均维持原设计不变。只是由于各条巷道断面的变化，对矿井负压重新进行了计算。一、矿井通风风压及等积孔计算1、负压计算选择矿井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=ΣαLPQ2/s3＋h局式中：H——矿井阻力；mmH2O；L——井巷长度，m；a——摩擦阻力系数，kg·s2/m4；P——井巷净断面周长，m；Q——通过井巷的风量，m3/s。本次设计对矿井通风容易时期和困难时期分别进行了阻力计算，局部阻力系数按15%计。经计算，达到设计产量时，矿井最小负压938.35Pa，最大负压1761.24Pa。详见矿井负压计算表4-1-1、4-1-2。2、等积孔计算A=式中：A——矿井等积孔，m2；Q——矿井总风量，m3/s；h——负压，Pa。经计算，矿井通风容易时期等积孔为3.65m2，通风困难时期等积孔为第二节灾害预防及安全装备本节维持原设计不变。但本次变更设计根据有关政策的要求，新增了六大系统的设计内容。详细内容如下：井下安全避险“六大系统”：安监总煤装〔2010〕146号文“国家安全监管总局国家煤矿安监局关于建设完善煤矿井下安全避险“六大系统”的通知”要求：“建设完善煤矿井下监测监控、人员定位、紧急避险、压风自救、供水施救和通信联络等安全避险系统（简称安全避险“六大系统”），全面提升煤矿安全保障能力”，根据上述要求，建设完善安全避险“六大系统”如下：1、建设完善矿井监测监控系统。煤矿企业要按照《煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范》(AQ1029-2007)的要求，建设完善安全监控系统，实现对煤矿井下瓦斯、一氧化碳浓度、温度、风速等的动态监控，为煤矿安全管理提供决策依据。要加强系统设备维护，定期进行调试、校正，及时升级、拓展系统功能和监控范围，确保设备性能完好，系统灵敏可靠。要健全完善规章制度和事故应急预案，明确值班、带班人员责任，矿井监测监控系统中心站实行24小时值班制度，当系统发出报警、断电、馈电异常信息时，能够迅速采取断电、撤人、停工等应急处置措施，充分发挥其安全避险的预警作用。2、建设完善煤矿井下人员定位系统。煤矿企业要按照《煤矿井下作业人员管理系统使用规范》（AQ1048-2007）的要求，建设完善井下人员定位系统，并做好系统维护和升级改造工作，保障系统安全可靠运行。所有入井人员要携带识别卡（或具备定位功能的无线通讯设备），确保能够实时掌握井下各个作业区域人员的动态分布及变化情况。要进一步建立健全制度，发挥人员定位系统在定员管理和应急救援中的作用。本次变更设计利用原有1套KJ69J型矿井人员考勤定位系统。可满足上述要求，详见8章内容。3、建设完善矿井压风自救系统。煤矿企业要在按照《煤矿安全规程》要求建立压风系统的基础上，按照所有采掘作业地点在灾变期间能够提供压风供气的要求，进一步建设完善压风自救系统。空气压缩机应设置在地面；井下压风管路要采取保护措施，防止灾变破坏。矿井掘进工作面要安设压风管路，并设置供气阀门。地面空压机房位于主井工业场地。利用了3台JN160-8型空气压缩机，冷却方式为风冷，其中2台工作，1台备用，其性能参数如下：空压机额定排气量29.35m3/min，额定排气压力0.8MPa，配套3台380V160kW电动机。按照所有采掘作业地点在灾变期间都能够提供压风供气的要求设置井下压风自救系统，沿主井井筒敷设φ159×5型，沿集中大巷敷设φ159×5型，沿采区巷道和工作面顺槽敷设φ89压风自救装置设在压缩空气管路上，为所有采掘作业地点提供压缩空气。压风自救装置设置在距离采掘工作面25-40n巷道内、放炮地点、撤离人员与警戒人叫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设置一组压风自救装置。每个压风自救装置一般可供5-8人使用，压缩空气供给量，每人不少于0.3m34、建设完善矿井供水施救系统。煤矿企业要按照《煤矿安全规程》的要求，建设完善的防尘供水系统；除按照《煤矿安全规程》要求设置三通及阀门外，还要在所有采掘工作面和其他人员较集中的地点设置供水阀门，保证各采掘作业地点在灾变期间能够实现提供应急供水的要求。要加强供水管路维护，不得出现跑、冒、滴、漏现象，保证阀门开关灵活。矿井供水施救系统水源引自高山水池(生活用水)，管道由副井引入井下，送至采掘工作面及一切工作地点。每隔50m设置供水阀门，在支管处设置三通。主管采用DN50无缝钢管，支管采用DN25无缝钢管。井下供水施救管路要采取保护措施，防止灾变破坏。每隔一个月对供水施救管路进行维护，防止管路出现跑、冒、滴、漏，保证在灾变期间提供应急供水。5、建设完善矿井通信联络系统。煤矿企业要按照《煤矿安全规程》的要求，建设井下通信系统，并按照在灾变期间能够及时通知人员撤离和实现与避险人员通话的要求，进一步建设完善通信联络系统。在主副井绞车房、井底车场、运输调度室、采区变电所、水泵房等主要机电设备硐室和采掘工作面以及采区、水平最高点，应安设电话。井下避难硐室（救生舱）、井下主要水泵房、井下中央变电所等，要设有直通矿调度室的电话。要使用井下无线通讯系统、井下广播系统。发生险情时，要及时通知井下人员撤离。本次设计利用DH-2000型数字程控调度交换机一台，容量扩容为200门。可满足上述要求；选用CMKXY-NP型矿井数字网络广播系统一套和KTH矿用本安型手机50部。详见8章内容。6、建设完善井下紧急避险系统。煤矿企业要按照《煤矿安全规程》的要求，为入井人员配备额定防护时间不低于30分钟的自救器。煤与瓦斯突出矿井应建设采区避难硐室，突出煤层的掘进巷道长度及采煤工作面走向长度超过500米时，要在距离工作面500米范围内建设避难硐室或设置救生舱。煤与瓦斯突出矿井以外的其他矿井，从采掘工作面步行，凡在自救器所能提供的额定防护时间内不能安全撤到地面的，要在距离采掘工作面矿井投产时，8号煤层一采区设1个采煤工作面和2个顺槽综掘工作面，根据井下紧急避险系统设计要求，本次设计在井下设4个KJYF96/10型可移动分体式救生舱。即在8号煤层投产工作面俩顺槽各设一处，并在掘进工作面设两处；同时在井底车场北部再设一个永久避难硐室（可容纳100人）。（1）永久避难硐室永久避难硐室是指设置在井底车场、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5a，确保在服务期间不受采动影响。1)选址位置依据本矿井开拓布置，设计矿井在投产及达产时构筑1个永久避难硐室供遇险人员避灾。在8号煤层井底车场北部设一个避难硐室（可容纳100人），主要为井底附近提升、排水、辅助运输、供电作业人员和瓦斯监测人员、维修人员等零散作业人员提供避难场所。2)容纳避险人数规模国家安全监管总局、国家煤矿安监局下发的安监总煤装［2010］146号文件规定：永久避难硐室设计额定避险人数不少于20人，不宜多于100人。依据本矿井下工作人员分布情况，设计井底附近永久避难硐室额定避险人数为100人。3)功能区划分永久避难硐室内部分为缓冲区（过渡室）、避难区（生存室）、救护区和卫生区。缓冲区（过渡室）是为去除逃生人员进入避难区（生存室）时所带入的有毒有害气体，避难区（生存室）是逃生人员进入避难硐室后的主要活动空间，救护区是对在逃生过程中受伤人员进行紧急救助的区域，备有常用的救护器材和药品，卫生区是为了满足逃生人员在避难硐室内部生存需求。4)硐室支护方式避难硐室整个施工的支护包括临时支护、一次支护、二次支护和三次支护。前期施工采用金属前探梁作为临时支护，并在每根前探梁前端增加一套折叠梁；一次支护采用让压锚杆锚索+双钢筋托梁+金属网片+喷射混凝土联合支护；二次支护采用单层钢筋混凝土；三次支护采用钢筋混凝土壁后充填，起到密闭和缓冲的作用。支护厚度350mm，混凝土强度标号为C40。防爆密闭墙能够抵抗瞬时1000℃5)硐室断面规格、结构永久避难硐室两侧的过渡室对称布置，中部为生存室。过渡室外侧第一道门采用向外开启、带观察窗、既能抵挡强度0.3MPa以上的冲击波，又能阻挡有毒有害气体渗入的防护密闭门，过渡室和生存室间的第二道门采用向外开启、带观察窗、能阻挡有毒有害气体渗入的密闭门。门体应有足够的气密性，密封可靠、开闭灵活、防火、耐高温。门墙周边掏槽，深度0.50m，墙体用强度C30号的混凝土浇筑，与岩（煤）体接实，保证足够的气密性。通向永久避难硐室的通道和避难硐室的底板高于相邻巷道的底板高度为300mm。第一道防护密闭门和第二道密闭门墙体下部设φ159mm、加装手动阀门的一趟单向排水管和两趟单向排气管。过渡室净宽3.0m，净高3.0m，净断面积8.03m2，长度为15m，顶板和墙壁的颜色为白色，内设压缩空气幕和压气喷淋装置，生存室净宽4.0m，净高3.3m，净断面积11.5m2，长度为30m，顶板和墙壁的颜色为白色，避险人员活动面积120.0m2，每人有不小于1.0m2的有效使用面积，内设压气喷淋装置，同时配备足量的食品、饮用水、急救箱、照明手电、工具箱等辅助设施，配备的食品发热量不少于1.6×106在生存室的一侧布置有自备供氧硐室和卫生间硐室，硐室采用采用半圆拱形断面，自备供氧等硐室（净宽2.0m，净高2.50m，净断面积4.57m2，长4.5m），生存室每侧配备50个ZH30型压缩氧自救器（有效防护时间30min）和50盏矿灯，每侧配备4个CO2灭火器和4个8kg干粉灭火器，足量的压缩空气瓶、氧气瓶，氧气瓶并与生氧净化器一体机连接，能够向硐室内供养，还配有马桶等人体排泄物收集处理装置6)配套设施①永久避难硐室具备自备氧供氧系统和有害气体去除设施。供氧量不低于40L/min，处理CO2的能力不低于40L/min，处理一氧化碳的能力保证在20min内将CO浓度由0.04%降到0.0024%以下。在整个额定防护时间内，永久避难硐室内部环境中O2含量在18.5%～23.0%之间，CO2浓度不大于1.0%，CH4浓度不大于1.0%，CO浓度不大于0.0024%，温度不高于35℃，湿度不大于85%，保证紧急避险设②如采用高压气瓶供气系统应有减压措施，以保证安全使用。③配备独立的内外环境参数检测或监测仪器，在突发紧急情况下人员避险时，能够对过渡室内的O2、CO，生存室内的O2、CH4、CO2、CO、温度、湿度和避难硐室外的O2、CH4、CO2、CO进行检测或监测。④矿井安全监测监控系统对避难硐室外和避难硐室内的CH4、CO等环境参数进行实时监测。⑤矿井人员定位系统能实时监测井下人员分布和进出避难硐室设施的情况。⑥矿井压风自救系统能为避难硐室供给足量氧气，接入的矿井压风管路设减压、消音、过滤装置和控制阀，压风出口压力在0.1MPa～0.3MPa之间，供风量不低于24m⑦矿井供水施救系统能在紧急情况下为避险人员供水，并为在紧急情况下输送液态营养物质创造条件，接入的矿井供水管路有专用接口和供水阀门。⑧矿井通信联络系统延伸至井下避难硐室，避难硐室内设置有直通矿调度室的电话，加配无线电话。7)其它要求①避难硐室通道口要有清晰、醒目、牢靠的标识，说明避难硐室所服务区域内各作业地点名称及最大避险人数，悬挂服务区域内各作业地点进入该避难硐室的避灾路线示意简图，以方便灾变时遇险人员迅速到达。②接至井下大巷的矿井压风、供水、监测监控、人员定位、通讯和供电系统的各种管线在进入避难硐室前埋设于巷底专用的管沟内，管沟采用混凝土砌筑，并经常检查，发现因底鼓等造成管沟破坏，要急时维修，确保在灾变发生时不被破坏，埋设或保护距离至少不得低于20m。③永久避难硐室通道外侧两出口前后50m范围内不得放置杂物。④避难硐室施工中要加强工程管理和过程控制，确保施工质量符合设计要求。⑤避难硐室施工、安装完成后必须进行各种功能测试和联合试运行，并严格按设计要求组织验收。8)永久避难硐室的防护功能①防爆密闭能够抵御瞬时高温、爆炸冲击波，并有效防止有毒有害气体对人员的伤害。安装在两端防护密闭门内侧的空气幕系统，能够阻挡人员进入硐室时有毒有害气体的侵入。②氧气供应通过与矿用压风管路的连接，在矿井压风系统正常的情况下，利用该系统，直接为避难硐室内送风，保持空气质量；在矿井压风系统中断的情况下，硐室内配备的化学氧气钢瓶能够为避难人员提供设计救援时间内所需的氧气。③动力供应避难硐室主要的动力供应是专用隔爆电源箱，在外部电力供应突然中断的情况下，满足救援时间内硐室的电力消耗。④监测监控系统避难硐室内部安装有专用的传感器，可以对硐室内的C0、C02、CH4、HS等有毒有害气体以及空气的温度实时监测，并通过矿井监测监控分站传输到地面应急救援指挥中心。⑤通讯系统避难硐室内除安装矿用防爆电话、小灵通机站、直通应急救援电话等通信设备以外，如果打钻孔后，与直通地面的垂直钻孔内还敷设有通讯电缆，确保硐室能够实现与地面的通信联络，同时硐室还安装有工业视频系统，能够实现硐室与地面救援指挥中心的双向视频通话。⑥人员定位系统避难硐室内部安装有井下人员定位系统，可以在第一时间掌握硐室内人员分布和数量情况，便于地面救援指挥中心组织施救。⑦有毒有害气体处理系统⑧硐室空气温度控制系统避难硐室安装有专门的蓄冷空调，可以有效解决硐室内部空气制冷除湿问题，当外部电力供应中断或蓄电池电量用尽时，该设备的蓄冰冷源可满足人体散热、设备放热及外部传热的需要。⑨食品、饮水供应避难硐室内储存的食物和纯净水，可满足设计救援时间内人员的需求，如果打钻孔后，直通地面的钻孔内的流食输送管，可直接向硐室内输送流体食物。⑩其他附属设备硐室内配置便携式气体检测仪、工具箱、使用说明书、自救指南等，硐室外安装有C0、C02、CH4、HS等有毒有害气体和空气温度自动检测传感器，以及荧光标识、灭火器、状态指示灯等。eq\o\ac(○,11)应急设备硐室内储备有压缩氧自救器，供环境恶化时撤离使用。永久避难硐室装备详见下表：永久避难硐室装备表序号名称型号(或规格)单位数量备注1防护密闭门(带观察窗)高×宽=1.8×1.2m个2抗冲击压力不小于0.3MPa、向外开启2密闭门(带观察窗)高×宽=1.8×1.2m个2向外开启3自备氧供氧系统①压风自救系统φ75×4套1无缝钢管②一体机个10③氧气控制柜个1④压风控制柜个1⑤氧气瓶个324有害气体去除设施①压缩空气幕套2②压气喷淋装置套2③单向排气管根2带阀门无缝钢管L=4m④单向排气管根4带阀门无缝钢管L=1.5m5监测系统①监控分站个1②分站电源箱个1③瓦斯传感器个5④温度传感器个1⑤CO传感器个5⑥CO2传感器个5⑦O2传感器个5⑧压力传感器个26温度调节系统①环境控制一体机台3②压缩机台2③蓄电池台47供水系统根1带阀门无缝钢管L=15m8通讯系统①组合扩音电话部1②防爆电话部1③井上下监控显示屏台19照明系统①荧光灯防爆LED灯盏10②综保台2③矿灯盏10010其它①带储存食物座椅7个坐椅为一组组13不锈钢制作、坐椅下可储存食物和水②单向排水管根2带阀门无缝钢管L=4m③单向排水管根2带阀门无缝钢管L=1.5m④马桶个4不锈钢制作⑤干粉灭火器8kg个4⑥储物箱个1不锈钢制作⑦压缩氧自救器ZH30个10030分钟⑧压缩饼干和矿泉水套1能满足100人至少96小时需要9)永久避难硐室使用要求⑴所有入井人员事先必须经过严格的培训，经考试合格后并能够独立、正确使用避难硐室内各种设备、设施，能够实现安全避险的条件下方可入井作业。⑵进入永久避难硐室①紧急状态下员工接到灾害信息，必须根据所在地点按照相应的避灾路线和声光指示，有序、快速撤离。如果有条件立即逃离危险区域或者直接升井，请勿使用避难硐室；在无法安全升井的条件下，可以选择进入永久避难硐室进行避险。②走到永久避难硐室第一道防护密闭门前，向左旋转第一道防护门的外侧单点紧锁手柄，进入过渡室。防护门两侧的空气幕将自动打开，阻隔有毒有害气体进入。③进入过渡室后，首先旋转防护门内侧的单点锁紧手柄，关闭防护门，随后向左旋转安装在防护门内侧的手轮直至锁紧防护门，同时空气幕关闭。④向左旋转第二道防护门的外部手轮打开防护门并进入生存室。⑤进入生存室后，首先旋转防护门单点锁紧手柄，随后向左旋转第二道防护门手轮直至锁紧防护门。完成以上所有工作，方可视情况决定是否摘下自救器。⑶安全进入生存室后必须在第一时间利用硐室内部的各种通信联络、监测监控设备及时与地面救援指挥中心取得并随时保持联系，必须听从带班指挥人员的统一指挥，必须保持镇定、有序，尽量减少体力消耗。⑷正确使用操作硐室内部各种系统、设备①压风、供氧系统当进入永久避难硐室第一道防护密闭门以后，要认真观察巷道内压风管路上的压力表读数，当读数≥0.5MPa时打开压风管路阀门向硐室供风、供氧；当压力表读数低于0.5MPa时找到并打开氧气汇流架上的阀门，利用氧气瓶向硐室供氧。在矿井压风系统中断的情况下，开启化学氧气钢瓶，为避难硐室提供所需氧气。②监测监控系统按下监测监控“三合一”传感器左侧按钮，观察传感器，显示读数即为打开。其他传感器为常开状态。③空气温度控制系统打开第二道密闭门内侧压风控制柜进行硐室布气，观察压风控制柜管路出口压差表，压差在1000Pa以下即正常。当压差超过1000Pa时，调整压风管路阀门开度，降到1000Pa以下，同时开启回风管路阀门泄压。当CO2传感器发出报警时，开启一体净化器开关，启动风机进行空气净化和循环。④通讯系统避难硐室内部安装有矿用防爆安全生产调度指挥电话、小灵通机站、直通应急救援电话等通信设备，根据实际情况，严格按照这些设备的《操作规程》进行操作，确保硐室能够实现与地面急救指挥中心的联络。⑤食品、饮水供应系统硐室内储存的食物和纯挣水，在与地面钻孔内的流食输送管没有投入使用的情况下，严格定人定量进行分配使用。与地面钻孔内的流食输送管投入使用后，可直接获取从地面供应的流体食品。⑥应急系统在有毒、有害气体侵入或者缺氧的情况下，按照自救器使用要求打开、携带该设备，有序撤离永久避难硐室。避难人员在接到地面指挥中心撤离命令后，必须佩带好储备的自救器实现有组织、有序撤离。10)避难硐室最大件设备运输及安装永久避难硐室防爆门最大尺寸为2.80m～1.85m(属超宽物件)，为确保在井下大巷运输安全，在地面装车时要将门体斜放，用道木进行支垫，保持重心平衡，并用钢丝绳进行绑扎后从副斜井下放到4号煤层井底进行运输直到避难硐室门口，用手动葫芦将门卸车后垫衬圆木移至安装位置。防爆门移至安装位置后，根据所放中、腰线和预支架的预留孔位置，顶部打设两根悬吊锚杆，使用两台5t倒链将门吊移至安装位置之后在门两侧各打设三根地锚固定门体防止其发生位移。11)应急救援组织流程⑴快速有序进入永久避难硐室当矿井发生各种灾害时，如果有条件立即逃离危险区域或者直接升井，请勿使用避难硐室；在无法安全升井的情况下，按照《矿井重大灾害预防与事故处理计划》以及所在地点的避灾路线进入永久避难硐室。当避险人数较多时，跟班干部、班组长要加强组织协调，进入避难硐室必须有序，以防止拥挤事件，提高进入效率。进入永久避难硐室后，跟班干部、班组长必须及时消点人数，同时认真检查、及时掌握避难人员的健康情况，要利用一切通信手段尽快与地面救援指挥中心取得联系，及时、准确汇报事故及人员情况。⑵有序高效组织施救由带班矿领导、业务科室负责人担任避难硐室现场的第一负责人，如果上述人员不在现场，则由安全经验丰富、熟练掌握煤矿各种事故应急救援知识、对周边巷道环境熟悉的跟班队干部、班组长或者安全生产骨干担任避难硐室现场的第一负责人。避难硐室现场第一负责人必须在最短时间内掌握整个硐室的人员健康情况，尽快与地面救援指挥中心取得联系，及时准确汇报事故及人员情况，并接受地面救援指挥中心的指挥。现场第一负责人必须进一步明确责任、分解工作，成立临时救援指挥体系，实现统一指挥、统一行动，要安排专人具体负责与地面救援指挥中心保持联系，对避难硐室内部各种系统、设备运行情况进行检查控制，对硐室空气环境进行检测等。现场第一负责人要组织对受伤人员进行必要、及时的急救，加强硐室内各种资源的管理，做到统一管理、伤员优先、合理使用，要贯彻执行地面救援指挥中心的指令，认真组织好现场施救工作。⑶迅速有序组织撤离。在接到地面救援指挥中心的指令或者避难硐室无法保证人员安全生存的特殊情况下，现场指挥人员必须按照指令，结合现场情况认真组织，确保有序、快速撤离。撤离前现场指挥人员必须规定联系方式，确保撤离过程始终保持联系，必须提前安排好伤员救治转移工作，必须认真清点人数。⑷紧急情况处置。遇到各种紧急、特殊情况必须由现场指挥人员统一指挥，按照《矿井重大灾害预防与事故处理计划》有关规定，进行组织处置。12)永久避难硐室管理维护⑴煤矿企业是建设完善安全避险六大系统的责任主体，煤矿企业主要负责人是建设完善六大系统的第一责任人，要高度重视，落实建设完善六大系统分管负责人和具体分管部门，安排专人负责维护管理，明确工作职责，完善工作制度。⑵加强对永久避难硐室具体作业人员的技术培训，培训内容为永久避难硐室系统、结构、操作规程等，必须经过专业培训，经考试合格后持证上岗，做到专业化维护管理。⑶做好各种设备设施的检查维护及物资更新工作。压风(供氧)、供电、通讯、监测监控等系统，由分管的专业科室进行监管，相关业务科室要制定具体的管理办法，明确管理程序、办法和责任人。必须按规定及时校验、更换硐室内各种仪器、仪表，确保其正常运行。避难硐室内急救药品每月进行一次检查，发现药品失效、短缺，立即更换、补充。发现氧气瓶(空气瓶)压力小于8MPa时应及时更换，更换完毕后要对氧气瓶(空气瓶)供氧、供气系统进行全面调试，保证完好可靠。相关部门对避难硐室供电所使用的电缆、开关及变压器每月进行一次防爆完好检查，发现问题及时处理。⑷做好避难硐室的检修维护工作。避难硐室内的氧气供给、监测监控、通讯、人员定位及其它系统必须始终保持完备状态，因检修需要，必须按照程序审批后方可作业。检修完毕后，应立即恢复各系统，并保证其正常运行。日常检修维护过程中发现设备、设施故障无法排除时应及时与厂家联系进行维修。除专业维护、专项检查(参观)人员外，其他人员不得随意进入避难硐室。⑸企管、财务等各部门要明确硐室内各种材料、设备、物质的供应程序，确保永久避难硐室日常管理的物质维修保障。⑹永久避难硐室纳入应急救援系统。作为应急救援体系要进行专业管理，同时要定时进行技术培训，确保每位员工都会使用。13)⑴所有入井人员都事先必须经过严格的培训，将了解紧急避险系统、正确使用紧急避险设施作为入井人员安全培训的重要内容，确保所有入井人员熟悉井下紧急避险系统，掌握紧急避险设施的使用方法，具备安全避险基本知识，并经考试合格后能够独立、正确使用避险设施内各种设备方可入井作业。⑵对紧急避险系统进行调整后必须及时对相关区域的入井人员进行再培训，确保所有入井人员准确掌握紧急避险系统的实际状况。⑶每年开展1次紧急避险应急演练，建立应急演练档案，并将应急演练情况书面报告县级以上煤矿安全监管部门和驻地煤矿安全监察机构。14)⑴煤矿企业是井下紧急避险系统建设管理的责任主体，负责紧急避险系统的建设、使用和维护管理工作。⑵煤矿企业要建立紧急避险系统管理制度，确定专门机构和人员对紧急避险设施进行维护和管理，保证其始终处于正常待用状态。⑶紧急避险设施的配套设备必须符合相关标准的规定，纳入安全标志管理的必须取得煤矿矿用产品安全标志。⑷紧急避险设施内悬挂或张贴简明、易懂的使用说明，指导避险矿工正确使用。⑸紧急避险设施的设置要与矿井避灾路线相结合，紧急避险设施要有清晰、醒目、牢靠的标识。矿井避灾路线图中明确标注紧急避险设施的位置、规格和种类，井巷中要有紧急避险设施方位的明显标识以方便灾变时遇险人员迅速到达紧急避险设施。⑹紧急避险系统要随井下采掘系统的变化及时调整和补充完善，包括及时补充或移动紧急避险设施，完善避灾路线和应急预案等。⑺定期对紧急避险设施及配套设备进行维护和检查，并按产品说明书要求定期更换部件或设备，保证储存的食品、水、药品等始终处于保质期内，外包装应明确标示保质日期和下次更换时间。⑻每天对紧急避险设施进行1次巡检，设置巡检牌板，做好巡检记录。煤矿企业负责人要对紧急避险设施的日常巡检情况进行检查。⑼每月对配备的高压气瓶进行1次余量检查及系统调试，气瓶内压力低于额定压力的95%时应及时更换。每3年对高压气瓶进行1次强制性检测，每年对压力表进行1次强制性检验。每10天对设备电源进行1次检查和测试。⑽每年对紧急避险设施进行1次系统性的功能测试，包括气密性、电源、供氧、有害气体处理等。经检查发现紧急避险设施不能正常使用时应及时维护处理。采掘区域的紧急避险设施不能正常使用时停止采掘作业。⑾矿井灾害预防与处理计划、重大事故应急预案、采区设计及作业规程中要包含紧急避险系统的相关内容。⑿建立紧急避险设施的技术档案，准确记录紧急避险设施设计、安装、使用、维护、配件配品更换等相关信息。⒀每年年底前将紧急避险系统建设和运行情况向县级以上煤矿安全监管部门和驻地煤矿安全监察机构书面报告。⒁各级煤矿安全监管部门负责本行政区域内煤矿井下紧急避险系统建设、使用、管理等的日常监管。⒂各级煤矿安全监察机构负责对所驻辖区内煤矿井下紧急避险系统的建设、使用、管理等实施监察。15)应急预案通过编制应急预案，制定事前计划和应急措施，规范重大生产安全事故的应急管理和应急响应程序，可以保证矿井在重大生产安全事故发生后，能够及时、有效地实施应急救援工作，迅速控制重大事故蔓延并尽可能排除事故，最大程度地减少人员伤亡和财产损失，将事故对人员、财产和环境造成的损失降至最低限度。所以，科学完备的应急预案，是矿井紧急避险系统的重要组成部分。本次设计仅就井下灾变时使用紧急避险设施时的应急救援组织流程作简要说明。⑴快速有序进入紧急避险设施当矿井发生各种灾害时，如果有条件，立即逃离危险区域或者直接升井，请勿使用避难硐室或救生舱；在无法安全升井的情况下，按照《矿井重大灾害预防与事故处理计划》以及所在地点的避灾路线进入避难硐室。当避险人数较多时，跟班干部、班组长要加强组织协调，进入避难硐室必须有序，以防止拥挤事件，提高进入效率。进入避难硐室后，跟班干部、班组长必须及时清点人数，同时认真检查、及时掌握避难人员的健康情况，要利用一切通信手段尽快与地面救援指挥中心取得联系，及时、准确汇报事故及人员情况。⑵有序高效组织施救由带班矿领导、业务科室负责人担任避难硐室或救生舱现场的第一负责人，如果上述人员不在现场，则由安全经验丰富、熟练掌握煤矿各种事故应急救援知识、对周边巷道环境熟悉的跟班队干部、班组长或者安全生产骨干担任避难硐室现场的第一负责人。避险设施现场第一负责人必须在最短时间内掌握整个设施内的人员健康情况，尽快与地面救援指挥中心取得联系，及时准确汇报事故及人员情况，并接受地面救援指挥中心的指挥。现场第一负责人必须进一步明确责任、分解工作，成立临时救援指挥体系，实现统一指挥、统一行动，要安排专人具体负责与地面救援指挥中心保持联系，对避难硐室内部各种系统、设备运行情况进行检查控制，对硐室空气环境进行检测等。现场第一负责人要组织对受伤人员进行必要、及时的急救，加强硐室内各种资源的管理，做到统一管理、伤员优先、合理使用，要贯彻执行地面救援指挥中心的指令，认真组织好现场施救工作。⑶迅速有序组织撤离。在接到地面救援指挥中心的指令或者避难硐室无法保证人员安全生存的特殊情况下，现场指挥人员必须按照指令，结合现场情况认真组织，确保有序、快速撤离。撤离前现场指挥人员必须规定联系方式，确保撤离过程始终保持联系，必须提前安排好伤员救治转移工作，必须认真清点人数。⑷紧急情况处置。遇到各种紧急、特殊情况必须由现场指挥人员统一指挥，按照《矿井重大灾害预防与事故处理计划》有关规定，进行组织处置。（2）KJYF96/10型系列可移动分体式救生舱技术参数：可移动分体式救生舱技术参数表型号KJYF96/10容纳人数10防护时间≥108hCO平均浓度≤24ppmCO2平均浓度≤1%O2平均浓度18.5～22.0%舱内外压差≥200Pa舱内最高工作温度≤35舱内最高工作湿度≤85%标准尺寸(长×宽×高)9680×1590×1898mm重量22t⑴具备安全防护、氧气供给、有毒气体处理、温湿度控制、通讯、照明及指示、基本生存保障等功能，保证在无任何外部支持的情况下维持避难所内额定避险人员生存（即避难所额定防护时间）96h以上。⑵配备矿井灾变期间的空气供给装置，在额定防护时间内提供避险人员人均供风量不低于0.3m3⑶具备对有毒有害气体的处理能力和空气调节能力，对CO2的吸收（排除）能力不低于每人0.5L/min,对CO的吸收（排除）能力不低于400ppm/h，保证在额定防护时间内，舱内CO2低于1.0%、CO低于24ppm，空气温度不高于35℃⑷具备内外环境参数检测仪器，对救生舱内的CO、CO2、O2、CH4,救生舱外的CO、CO2、O2、CH4、温度等进行检测、监测。⑸设有与矿井调度室直通的电话，并有通讯方式失效情况下的信息交流方法，最大限度保证灾变期间的通讯安全可靠。⑹配备在额定防护时间内额定人员生存所需要的食品和饮用水，食品配备不少于2000KJ/人·天，食用水0.5L/人·天。⑺救生舱外有清晰的、醒目的标示。救生舱内有必要的照明，并有急救箱、工具箱、灭火器、人体排泄物收集处理装置等设施设备。⑻救生舱所用电气设备、高压容器、仪器仪表、化学药剂等符合相关产品标准的规定和国家有关管理要求，纳入安全标志管理的设备取得矿用产品安全标志。⑼救生舱提供的生存空间不低于每人0.8m3⑽救生舱舱体有足够的气密性和防止有毒有害气体侵入的能力,在500±20Pa压力下，泄压速率应不大于350±20Pa/h，舱内大气压力始终保持高于外界大气压力200～1000Pa。⑾救生舱有足够的强度和防护能力，适用于在火区及其影响范围内环境温度55℃⑿救生舱具有内部空气循环系统，流量在20L/min以上。⒀救生舱选用抗高温、抗老化、无腐蚀性、无公害的环保材料，舱外采用红色在煤矿井下照明条件下醒目，同时设置有明显的安全荧光条码。第五章提升、通风和压风设备第一节提升设备主斜井带式输送机原设计选用DTC100/25/2×185型，电机功率2×185KW，供电电压380V。本次变更设计只将主斜井带式输送机的供电电压由380V变更为660V，其余不变。主斜井井口房两回660V电源引自地面工业广场10KV变电所，胶带机电控系统采用带式输送机控制系统PLC控制，控制液力偶合器系统设备及带式输送机起停；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。第二节通风设备原设计选用2台FBCDZ-8-№24B主通风机，配用电动机YBFe450S3-8，功率250KW×2，10KV。本次设计由于矿井负压发生了变化，故对风机重新进行了验算，经验算原设计风机能满足要求。一、设备验算1、设计依据矿井通风容易时风量：QK=94m3矿井通风容易时负压：hr=938.35Pa矿井通风困难时负压：hk=1761.24Pa2、通风设备选择通风机的风量：Q=KQK=1.05×94=98.7m3通风机需要的风压：Hr=hr+Δh+hZ=1288PaHk=hk+Δh+hZ=2111Pa根据通风机的风量和静压，原设计选用的FBCDZ-8-№24B型风机，配用电机为YBFe450S3-8，功率250KW×2，10KV，能满足要求。3、通风机的工况点通风容易时：通风网络阻力系数：0.13通风网络特性方程：Hr=0.13Q2通风困难时：通风网络阻力系数：0.22通风网络特性方程：Hk=0.22Q2按上述方程(1)和(2)分别作通风网络特性曲线，该曲线与通风机性能特性曲线的交点M1和M2，分别为容易时和困难时通风机的工况点，见图5-容易时期(M1)：QA=108m3/sHr=1542Paηr=73%α=43°/35困难时期(M2)：QB=104m3/sHB=2344PaηB=84%α=46°/384、选择电动机容易时电动机功率：288kW288kW困难时电动机功率：366kW366kW由上述计算可知：前述所选矿井扇风机配套电机合适可用，符合要求。5、能耗指标年电耗：E=3366678kw.h吨煤电耗：ET=3.74kw.h/t百万立方米.帕：E′容易=0.25kw.h/106.m3.paE′困难=0.29kw.h/106.m3.pa二、反风方式矿井反风采用风机反转反风方式，其反风能力达到《规程》要求。三、配电、控制主通风机为双回路供电，风井工业场地设配电室，电源引自矿井工业场地10kV变电所10kV不同母线段，1回工作，1回备用。通风机值班室内设有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。并可通过通讯接口将信号传至矿井安全检测监控系统。第三节压缩空气设备原设计选用3台SA-150A型空气压缩机，冷却方式为风冷，其中2台工作，1台备用，其性能参数如下：排气量19.8m3本次设计利用3台JN160-8型空气压缩机，冷却方式为风冷，其中2台工作，1台备用，其性能参数如下：排气量29.35m3由于矿方已招标的空气压缩机的各项性能参数均大于原设计的空气压缩机的性能参数，也更加安全，但设计依据未发生变化，故现有设备满足要求。第六章地面生产系统第一节煤质及用途维持原设计。第二节煤的加工由于山西柳林鑫飞下山峁煤业有限公司矿井生产的原煤硫分较高，为提高经济效益和减少对环境的污染，矿方决定在主井工业场地新建人工选矸系统，并在主井工业场地新建坑口选煤厂（详见选煤厂初步设计）；同时为减低洗精煤硫份，故考虑配煤入洗，增加外来煤25%，选煤厂生产能力1.2Mt/a。1、产品定向与定位。鉴于本厂入选的8号、9号原煤和外购低硫煤均属国家宝贵的炼焦用煤，为使资源得到充分利用，精煤产品灰分不宜定的太低。通过市场分析和用户调查，应以生产10级精煤为主。2、产品结构：精煤产品（Ad≤10%），中煤产品（Ad≤30%）。第三节生产系统一、主井生产系统原主斜井地面生产系统设计方案为：原煤经井底煤仓下安装的无级调速GMW-K4给煤机将原煤给到主斜井胶带输送机上提升出井，经转载胶带输送机送到筛分楼YAH1548型圆振动筛（筛面面积7.2m2），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,与-50mm末煤混合经上仓带式输送机输送到圆筒仓上部，由可逆配仓胶带输送机配仓储存待外运销售。手选矸石直接用手选带的回程带运到矸石溜槽送到矸石上仓胶带输送机排到矸石仓，矸石仓7×修改后主斜井地面生产系统设计方案为:经井底煤仓下安装的甲带式给煤机将原煤给到主斜井胶带输送机上提升出井后，经溜槽转载到入选煤厂带式输送机运至选煤厂生产系统。二、选煤厂生产系统1、地面工艺布置选煤厂在矿井工业场地内，主要布置原煤储存系统、分选系统、产品储运系统等。2、原煤准备系统井下生产的原煤由带式输送机提升至井口卸载点，经地下转载皮带将原煤运至1#转载点，再由上仓带式输送机运至筒仓上，原煤上仓后储存。原煤仓下安装4台给煤机，给煤机将原煤给到原煤转载带式输送机上，外来煤经过受煤坑和地下输煤走廊运输，经一次转载后汇入原煤仓至准备车间带式输送机。与本矿原煤均匀混合。运至原煤准备车间，经除铁器除大型铁器，人工除杂、拣矸后，粒度50mm大块进入破碎机破碎至50mm以下，与原煤分级筛筛下（50mm）汇合，再经入厂皮带送至主厂房。3、分选系统主厂房布置采用无压三产品重介旋流器分选、煤泥喷射式浮选、压滤于一体的联合布置方式。选后产品由带式输送机运至产品储运系统，浮选尾煤泥水浓缩后由压滤机压滤脱水。4、浓缩、压滤系统为加速煤泥沉降，保证洗水浓度特设置絮凝剂制备添加装置，将固态絮凝剂粉粒制备成絮凝剂溶液，并自动添加至浓缩机中。重介系统、粗煤泥回收系统均布置在主厂房中。浓缩压滤系统中搅拌桶、压滤机、入料泵、滤饼转载机也布置在主厂房内。浓缩机及其配套设备布置在紧靠主厂房一侧。选煤厂系统最终产品平衡表见表6-最终产品平衡表表6-最终产品平衡表产品名称数量质量产率t/ht/d10kt/a灰分水分精煤重介精煤56.90129.322069.0968.289.988.00浮选精煤11.5526.25420.0013.869.5820.00小计68.45155.572489.0982.149.9110.02中煤重介中煤17.3239.36629.8220.7830.938.00浮选中煤3.728.45135.274.4618.3018.00小计21.0447.82765.0925.2528.779.97矸石重介矸石7.2516.48263.648.7066.398.00粉矸石00.1353.7035.00小计7.3616.73267.648.8366.188.64尾煤泥3.157.16114.553.7837.2422.00合计100.00227.273636.36120.0018.8510.285、产品储存及装运产品储装系统由产品上仓带式输送机、产品仓组成。精煤从主厂房由带式输送机运至产品仓，50-0mm混精煤由胶带机送至两个直径16米圆筒仓储存.煤仓储量8000吨，3.21天储量。中煤由胶带输送机送至一个直径16米的圆筒仓储存，煤仓储量3000吨，3.92天储量。洗出的矸石经矸石带式输送机运至矸石仓，仓储量500吨，1.87天储量。尾煤泥经带式输送机运至煤泥堆放平台。每个混精煤仓和中煤仓下安装4个装车闸门。矸石仓下装一台装车闸门，保证给料可控和给料位置的准确。精煤经装车闸门直接装汽车，同时电子汽车衡直接称重，计量后外运。每个精煤仓下有控制台，实时观测、控制精煤装车，并记录称重结果。在上仓带式输送机上设电子皮带秤，以对入仓洗精煤进行计量。产品全部采用汽车运输，产品计量由厂区汽车衡计量，生产计量由皮带秤计量。三、矸石排放及矸石场地尾煤泥、矸石和部分中煤按比例配好后供给柳林森泽煤铝有限责任公司煤矸石发电厂。柳林森泽煤铝有限责任公司煤矸石发电厂位于本矿东南方向8公里，装机容量为2×1.2MW，年消耗矸石量约51.84万吨，能把本矿的矸石全部处理掉。如矸石电厂在不能处理的情况下，在位于工业场地北侧1.4km的荒沟新建一个矸石场地，该沟长约300m、沟宽约60m、深约35m 第七章总平面布置及防洪排涝主要变更内容如下：1、餐厅、综合楼、宿舍楼、联合建筑、锅炉房、坑木加工房、综采设备库、消防材料库、器材库、岩粉库、油脂库、生活污水处理站、井下污水处理站根据实际情况调整位置；为改善职工的居住、生活条件，宿舍楼由原设计四层，变更为五层；职工餐厅的厨房由原设计一层，变更为二层。2、矿井总占地由原设计10.34ha，变更为14.77ha，包括选煤厂工业场地。3、矿井原设计挖方量变更为挖方量变更原因：更加优化工业场地平面布局，合理利用现有场地。第八章电气第一节电力负荷因地面设施变动及部分负荷变化，全矿井达产且在最大涌水时，矿井副井场地变电所10kV母线计算负荷如下（含选煤厂估算负荷）：设备总台数：210台设备工作台数：160台设备总容量：7523kW设备工作容量：5659kW计算有功功率：5505kW计算无功功率：3690kVAR（选煤厂就地补偿后）计算视在功率：13105kVA自然功率因数：0.74无功功率补偿：2400kvar补偿后无功功率：1290kvar补偿后功率因数：0.97补偿后视在功率：5654kVA矿井年耗电量：17.9×106kW·h矿井吨煤耗电量：19.89kW·h电力负荷统计表见表8-1-1。下山峁变更负荷统计表表8-1-1序号负荷名称电压V设备数量设备容量（Kw)需要系数COSφtgφ计算最大负荷S(kVA)年利用小时数年电耗104kW.h备注安