煤业兼并重组整合专篇

山西煤炭运销集团阳城惠阳煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计安全专篇变更（45万t/a建设项目）一、山西煤炭运销集团阳城惠阳煤业有限公司矿井资源整合的核准文件及隶属关系依照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【2009】42号文件《关于晋都市阳城县煤矿企业兼并重组整合方案（部分）的批复》，原山西阳城惠阳煤业有限公司为单独保留矿井，矿井生产能力由300kt/a提升至450kt/a，矿区面积不变，兼并重组后矿井名称变更为山西煤炭运销集团阳城惠阳煤业有限公司，隶属山西煤炭运销集团有限公司。2012年6月6日由山西省国土资源厅对该矿换发了采矿许可证，证号为C1400002009111220044531，生产规模为450kt/a，矿区面积为6.1801km2，批采15号煤层，设计开采15号煤层。晋都市煤炭工业局以晋市煤局综字【2011】600号文批复《山西煤炭运销集团阳城惠阳煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告》。晋都市煤炭工业局以晋市煤局规字【2010】453号文批复《山西煤炭运销集团阳城惠阳煤业有限公司兼并重组整合矿井初步设计》。山西煤矿安全监察局晋城监察分局以晋煤监局字【2010】138号文批复《山西煤炭运销集团阳城惠阳煤业有限公司兼并重组整合矿井初步设计安全专篇》。晋都市煤炭工业局以晋市煤局规字【2010】740号文批复《山西煤炭运销集团阳城惠阳煤业有限公司兼并重组整合项目开工建设》。晋城煤炭规划设计院2014年1月编制完成《山西煤炭运销集团阳城惠阳煤业有限公司兼并重组整合矿井初步设计变更》，晋都市煤炭工业局以晋市煤局便字【2014】258号文予以批复。晋城煤炭规划设计院2014年6月编制完成《山西煤炭运销集团阳城惠阳煤业有限公司兼并重组整合矿井初步设计二次变更》，进行调整底板等高线、取消采区变电所、缩减采区大巷和首采工作面顺槽巷道工程。在基建过程中，惠阳煤业矿井的自然开采条件、矿井开拓和首采面位置，各要紧系统等均无重大变化，结合矿井已形成的井巷工程、土建工程和机电设备可利用情况，施工图设计及设备招标定购情况，同时遵照相关文件精神及矿方补充的专项设计等资料，对部分工程量进行调整、部分系统进行完善补充和设备型号变更，对原安全专篇进行补充，不变部分维持原设计。综上所述，矿方托付我晋城煤炭规划设计院编制《山西煤炭运销集团阳城惠阳煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计安全专篇变更》。二、矿井建设进展情况山西煤炭运销集团阳城惠阳煤业有限公司打算2014年7月将达到联合试运转条件，矿井差不多建设情况进度情况如下：（一）矿建工程进展情况截止2014年3月底矿井一至三期矿建工程、安全设施建设已差不多完成，15101首采工作面已圈成，剩余工程仅为15103接替工作面运输顺槽、回风顺槽掘进工程。（二）土建工程进展情况截止目前矿井地面土建工程已差不多完工，管沟道路硬化等工程为在建工程。（三）机电安装工程进展情况现未完成安装工程包括：井下首采工作面安装等工程。三、设计变更的依据1、《山西煤炭运销集团阳城惠阳煤业有限公司兼并重组整合初步设计安全专篇变更》编制的“托付书”和“承诺书”。2、山西省煤炭工业厅晋煤规发【2012】500号关于印发《山西省煤矿现代化矿井标准》。3、山西省煤炭工业厅晋煤办基发【2012】505号关于印发《山西省煤矿建设标准》。4、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【2009】42号文件《关于晋都市阳城县煤矿企业兼并重组整合方案（部分）的批复》。5、2012年6月6日由山西省国土资源厅对该矿换发采矿许可证，证号为C1400002009111220044531。6、晋都市煤田地质勘探队编制的《山西煤炭运销集团阳城惠阳煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告》。7、晋都市煤炭工业局以晋市煤局综字【2011】600号《关于山西煤炭运销集团阳城惠阳煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告的批复》。8、晋城煤炭规划设计院2010年7月编制的《山西阳城惠阳煤业有限公司兼并重组整合初步设计》。9、晋都市煤炭工业局以晋市煤局规字【2010】453号《关于山西煤炭运销集团阳城惠阳煤业有限公司兼并重组整合矿井初步设计的批复》。10、晋城煤炭规划设计院2010年10月编制的《山西阳城惠阳煤业有限公司兼并重组整合项目初步设计安全专篇》。11、山西煤矿安全监察局晋城监察分局以晋煤监局字【2010】138号《关于山西阳城惠阳煤业有限公司兼并重组整合项目初步设计安全专篇的批复》。12、晋都市煤炭工业局以晋市煤局规字【2010】740号文批复《山西煤炭运销集团阳城惠阳煤业有限公司兼并重组整合项目开工建设》。13、晋城煤炭规划设计院2014年1月编制的《山西煤炭运销集团阳城惠阳煤业有限公司兼并重组整合矿井初步设计变更》14、晋都市煤炭工业局以晋市煤局便字【2014】258号《关于山西煤炭运销集团阳城惠阳煤业有限公司兼并重组整合矿井初步设计的批复》。15、晋城煤炭规划设计院2014年6月编制完成了《山西煤炭运销集团阳城惠阳煤业有限公司兼并重组整合矿井初步设计二次变更》。16、山西省煤炭勘查局二一二地质队于2013年3月重新绘制山西煤炭运销集团阳城惠阳煤业有限公司15号煤层底板等高线及资源储量估算图。17、晋能有限责任公司以晋能地防字【2013】350号《晋能有限责任公司关于山西煤炭运销集团阳城惠阳煤业有限公司矿井水文地质类型划分报告的批复》18、山西省煤炭工业局综合测试中心编制的《山西煤炭运销集团阳城惠阳煤业有限公司矿井瓦斯涌出量预测报告》。19、山西煤炭运销集团科学技术研究有限公司编写的《山西煤炭运销集团惠阳煤业有限公司巷道锚固支护方案设计研究》20、山西公信安全技术有限公司2012年5月对惠阳煤业15号煤层煤尘爆炸性和煤的自燃倾向性进行鉴定。21、高压供用电合同。22、惠阳煤业提供的其他相关设计资料。四、变更前后对比表序号原设计设计变更变更理由1矿井水文地质条件总体属简单类型。矿井水文地质类型总体定为中等类型。依照《山西煤炭运销集团阳城惠阳煤业有限公司矿井水文地质类型划分报告》2矿井设计可采储量为6732.5kt。矿井设计可采储量为6984.9kt。由国家发改委下发的《专门和稀缺煤类开发利用治理暂行规定》3矿井设计服务年限为11.5年。矿井设计服务年限为11.94年。4主斜井井筒垂深60m，副斜井井筒垂深88m，回风立井井筒垂深50m，均为表土混凝土/基岩锚喷。主斜井井筒垂深45.3m，料石砌碹支护。副斜井井筒垂深59.3m，料石砌碹支护。回风立井井筒垂深52.5m，混凝土浇筑支护。结合井筒实际落底标高确定，井筒方位角原设计的由0°调整为2°51′17″，结合支护材料就地取材，变更井筒支护形式。5紧急避险系统共布置：1个永久避难硐室（避险80人）2个临时避难硐室（各避险15人）及硐室工程政策性新增6矿井移交生产时，井巷工程量半煤岩巷7104m，岩巷536m，井巷合计7721m，硐室体积3920m3，掘进总体积75595.6m3，矿井万吨掘进率为矿井移交生产时，新增井巷工程总长度6746m，万吨掘进率149.9m。井巷新增掘进总体积99017m3，其中新增硐室体积为7综采要紧设备：MG135/320-W型采煤机，ZZ5000/16/28型液压支架、SSJ-800/2×55型带式输送机、PB250/5.5喷雾泵站、BRW-200/31.5乳化液泵站、SQ-50无极绳绞车SZB630/75型转载机，BPW250/5.5型喷雾泵，ZDY1900ST型放顶钻机。综采要紧设备：MG160/390-WD型采煤机，ZZ8000/16/30型液压支架、和ZZG8000/16/30型过渡液压支架、DSJ80型带式输送机、BPW-31.5/10型喷雾泵站、BRW-400/31.5型乳化液泵站、取消无极绳绞车，增加ZYJ-420/200型探水钻机。变更为电牵引采煤机，为加强顶板治理增大支架的支护阻力，按职业卫生防护提高喷雾泵工作压力，其它因厂家不同导致型号不一致，设备参数差不多一致8综掘要紧设备：EBZ100E和EBZ135型掘进机，SGB-620/40T型刮板转载、DSJ800/40/55型带式输送机、ZL-200型探水钻机。综掘要紧设备：EBZ132型掘进机及自带二运转载、DSJ800/40/2×75型带式输送机、ZYJ-420/200和ZQJ-160/4.3型探水钻机。①结合矿方订购设备；②原设计带式输送机运距不能满足实际使用。9矿井通风：矿井需风量为45m3/min，矿井通风容易时期和困难时期最大负压分不为439.30Pa和1061.96Pa。矿井通风容易时期等积孔为2.55m2，矿井通风困难时期等积孔为矿井通风：矿井需风量为54m3/min，矿井通风容易时期和困难时期最大负压分不为330.35Pa和1000.19Pa。矿井通风容易时期等积孔为3.53m2，矿井通风困难时期等积孔为因巷道断面扩大，回采工作面最大控顶距和最小控顶距的减小，硐室按最小风速要求增大风量，矿井风量重新计算、重新分配，导致矿井通风负压、矿井等积孔变化，重新进行核算。110主斜井煤炭运输设备：DTL80/22/75型，V=2.0m/s，运量220t/h，P=75kW主斜井和集中胶带巷煤炭运输设备：DTL80/22/2×90型，V=2.0m/s，运量220t/h，倾角-4~15°，平均5°P=2×90kW系统优化；因倾角起伏变化，重新计算集中胶带巷煤炭运输设备：DTL80/20/2×55型，V=2.0m/s，运量220t/h，平均角度α=2.5°，P=2×55kW111副斜井和集中辅助运输巷辅助运输设备：一部SQ-80型矿用无极绳连续牵引车，单轨运输，110kW采纳无轨胶轮车运输。采煤机和支架等大型设备采纳租用WC25EJ型支架搬运车运输，采纳5辆WC3J型3t的辅助运输车和2辆ZL20YFB型防爆装载机担负全矿井材料和小型设备等辅助运输任务系统优化，辅助运输采纳无轨运输，辅助运输巷道最大倾角按9°设计，各柴油机车最大爬坡能力为14°。112集中辅助辅助巷人员运输设备：RJY37-3/755型，37kW人员运输采纳4辆24人的WCJ24R型人员运输车和1辆6人的WC6R型人员运输车担负井下人员运输任务（人员经主斜井台阶步行上下）系统优化，辅助运输采纳无轨运输1131主排水管路：选用Φ159×4.5型无缝钢管，吸水管选用Φ180×5型无缝钢管。主排水管路更换为Φ160×10型钢丝网骨架聚乙烯复合管，吸水管不变。因15号煤层含硫量大，对管路腐蚀严峻而变更采区排水管路：排水管为Φ133×4型无缝钢管，吸水管为Φ159×4.5型无缝钢管。采区排水管路更换为Φ160×10型钢丝网骨架聚乙烯复合管，吸水管路不变。114压气设备：型固定风冷单螺杆压缩机3台，配用电机功率160kW，电压380V。压气设备：型固定风冷单螺杆压缩机2台，配用电机功率250kW，电压10kV。矿方为后期考虑购买115压风管路：在地面、主斜井、井下集中胶带运输巷、胶带大巷干管铺设管径为Φ159×4.5的无缝钢管，掘进和回采工作面支管铺设管径为Φ108×4的无缝钢管。压风管路：Φ159×4.5型无缝钢管和Φ160×10型钢丝网骨架聚乙烯复合管，支管为Φ108×4型无缝钢管和Φ110×6型钢丝网骨架聚乙烯复合管，在集中辅助运输巷和辅助运输大巷增加Φ108×4型无缝钢管1700m，在集中回风巷和回风大巷增加Φ110×6型钢丝网骨架聚乙烯复合管1500m用来抢险救灾。依照安监总煤装【2011】33号文要求，所有避灾线路均应铺设压风管路116产品分级：+120mm大块、30-120mm小块、-30mm末煤产品分级：+13mm块煤、-13mm末煤矿方打算建洗煤厂，原煤初步分级后进洗煤厂洗选，防止因设备故障导致堆煤增设地面缓冲仓117产品存储：设4个块煤滑坡仓和一个Φ15m末煤筒仓产品存储：设1个Φ15m块煤筒仓和1个Φ15m末煤筒仓，增加1个地面缓冲仓18双回路10kV电源：一回电源引自尹庄110kV变电站10kV母线段，导线型号：LGJ-150，供电距离1.5km；另一回电源引自阳城发电厂10kV母线段，导线型号：LGJ-150，供电距离4km。双回路10kV电源：一回路引自尹庄110kV变电站10kV母线，架空导线选择LGJ-150/30型钢芯铝绞线，供电距离4km；另一回路引自台头110kV变电站10kV母线，架空导线选择LGJ-150/30型钢芯铝绞线，供电距离4.6km。主供线路实际施工架空线走廊距离发生变化；备供线路原设计发电厂关闭，重新选择。19全矿负荷情况：用电设备总容量：3873.65kW，用电设备工作容量：3263.35kW，全矿最大负荷有功功率：2119.19kW，全矿井年耗电量8638701kWh，全矿井年吨煤电耗19.58kWh。全矿负荷情况：用电设备总容量：5265.25kW用电设备工作容量：4264.05kW全矿最大负荷有功功率：2267.49kW全矿年耗电量：11501841.02kW.h全矿吨煤耗电量：25.56kW.h。结合其它专业变化后的负荷进行变更。20矿井地面变电所变压器选用：S9-1250/1010/0.4kV三相油浸自冷式铜线电力变压器两台矿井地面变电所变压器选用：S11-M-1000/1010/0.4kV型油浸电力变压器两台，地面生产系统S11-M-315/1010/0.4kV型油浸式变压器两台，办公楼、餐厅、职工宿舍楼等增设SCB9-630/1010/0.4kV型油浸式变压器一台。实际采购设备，容量、变比不变21综采工作面移动变电站：一台KBSGZY-800/10，10/1.14，800kVA型矿用隔爆移动变电站。综采工作面移动变电站：一台KBSGZY-1000/1010/1.2kV

1000kVA型矿用隔爆移动变电站实际采购设备，依照变更后的工作面设备容量进行调整22顺槽综掘工作面：设两台KBSG-800/1010/0.69kV，800kVA型矿用隔爆干式变压器顺槽综掘工作面：设三台KBSG-800/1010/1.2kV

800kVA型矿用隔爆干式变压器实际施工方案，设备已安装，依照实际情况重新验算23选用KJ128型井下人员考勤定位监控系统选用KJ251（A）型井下人员考勤定位监控系统实际招标型号，技术参数能够满足要求24ICS-17A型煤炭产量监控装置KJ219型煤炭产量监控装置实际招标型号，技术参数能够满足要求25HJK-120型矿用程控通信交换机80门矿井通信系统型号变更为KTJ115型，容量能够满足256门通讯要求实际招标型号，技术参数能够满足要求KT105（A）煤矿无线通讯系统政策新增KTJ125应急广播系统政策新增26供水施救系统管路与井下消防洒水管路合用，水源取自地面消防水池（V=300m³），用水为生活水源，其水质符合井下消防洒水水质标准。政策性新增五、地质特征及开采条件（一）地质构造结合山西省煤炭勘查局二一二地质队和山西地科勘察公司对矿井15号煤层首采区及周边范围共补勘布置14个钻孔，以及井巷实际揭露的15#煤层层位、底板标高情况和构造情况，于2013年3月，由山西省煤炭勘查局二一二地质队重新绘制了山西煤炭运销集团阳城惠阳煤业有限公司15号煤层底板等高线及资源储量估算图。本次变更对该矿的底板等高线进行调整，15号煤层资源储量不变，对集中辅运巷在461m处揭露的东西向F1正断层（倾角71°，H=7.2m）和在506m处揭露的东西向F2正断层（倾角74°，H=5.2m）进行上图补充。（二）井田水文地质矿方托付中国煤炭地质总局华盛水文地质勘察工程公司编制的《山西煤炭运销集团阳城惠阳煤业有限公司矿井水文地质类型划分报告》，经晋能有限责任公司以晋能地防字【2013】350号《晋能有限责任公司关于山西煤炭运销集团阳城惠阳煤业有限公司矿井水文地质类型划分报告的批复》结论为：矿井15号煤层矿井水文地质类型为中等型。因此，变更将原地质报告批复的矿井水文地质类型简单类型调整为中等类型，其它水文地质条件不变。（三）井田水文地质（1）瓦斯依照山西省煤炭工业局综合测试中心编制的《山西煤炭运销集团阳城惠阳煤业有限公司矿井瓦斯涌出量预测报告》：该矿井以45万吨/a产量开采15号煤层时，矿井最大绝对瓦斯涌出量为1.59m³/min，最大相对瓦斯涌出量为1.68m³/t；回采工作面最大绝对瓦斯涌出量为0.86m³/min，掘进工作面最大绝对瓦斯涌出量为0.24m³/min，预测为瓦斯矿井。（2）煤尘爆炸危险性原设计依照山西省煤矿矿用安全产品检验中心2007年8月15日对山西阳城惠阳煤业有限公司15号煤层取样测试，分析结果：火焰长度为0mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉用量0％，煤尘无爆炸性。山西公信安全技术有限公司2012年5月对该矿15号煤层进行鉴定，并出具的晋煤检【2012】0501-MB-E0004的鉴定报告判定该矿15号煤层煤尘无爆炸性。本次设计变更按15号煤层无煤尘爆炸性设计。（3）煤的自燃性原设计依照山西省煤矿矿用安全产品检验中心2007年8月15日对山西阳城惠阳煤业有限公司15号煤层取样测试，分析结果：煤的吸氧量1.4848cm3/g，自燃等级Ⅲ，为不易自燃煤层。山西公信安全技术有限公司2012年5月对该矿15号煤层进行鉴定，并出具的晋煤检【2012】0501-MR-E0004的鉴定报告判定该矿15号煤层：煤的吸氧量1.06cm3/g，自燃等级Ⅲ，属于不易自燃煤层。本次设计变更按15号煤层属于不易自燃煤层设计。其它地质特征及开采条件不作变更，维持原设计。六、资源储量及矿井服务年限（一）原设计储量兼并重组整合后全井田15号煤层保有资源储量12380kt，经计算，矿井工业资源/储量12314.4kt，矿井设计储量为9398.2kt，矿井设计可采储量为6732.5kt。（二）变更缘故依照国家发改委下发的《专门和稀缺煤类开发利用治理暂行规定》（第16号令），对专门和稀缺煤类矿井的采区回采率进行上调3%，本次变更对矿井的设计可采储量及服务年限重新核算。（三）变更后矿井设计可采储量及服务年限1、矿井设计可采储量设计可采储量=（设计储量-开采煤柱损失）×采区回采率该矿属中厚煤层，采区回采率取83%。经计算，变更后矿井设计可采储量为6984.9kt，计算结果见下表。变更后矿井设计可采储量计算表单位kt煤层编号设计储量设计储量开采损失设计可采储量工业场地大巷小计159398.2150832.6982.61430.76984.9合计9398.2150832.6982.61430.76984.92、矿井服务年限矿井服务年限按下式计算：T＝ZK/（A·K）式中：T——矿井设计服务年限，a；ZK——矿井设计可采储量，矿井设计可采储量为：6984.9kt；A——矿井设计生产能力，450kt/a；K——储备备用系数，取1.3。则：T＝6984.9/（450×1.3）=11.94a。经计算：惠阳煤业矿井的服务年限为：11.94a。七、井田开拓（一）井筒结合矿井场地的实际地形，在井筒施工过程中将原设计的主、副斜井井筒方位角由0°调整为2°51′17″，又结合实际落底标高和支护材料就地取材，变更了井筒长度及支护形式，变更后主斜井、副斜井采纳料石砌碹支护，回风立井支护采纳钢筋混凝土浇筑。主斜井、副斜井和回风立井三个井筒，各井筒参数和用途如下，均不做变更。详见变更后井筒特征表。变更后井筒特征表井筒名称主斜井副斜井回风立井井口座标（1980西安坐标6°）经距Y19627133.24819627093.24819627295.524纬距X3924097.3313924097.3313923915.329井口标高（m）+638.00+635.00+670.00井底标高（m）+626.28+625.27+617.50提升方位角（度）2°51′17″2°51′17″井筒倾角（度）15990井筒垂深、斜长（m）45.359.352.5井筒宽度（m）净4.24.04.5掘进5.2/4.85.0/4.65.5井筒断面（m2）净13.2212.2815.9掘进19.44/16.7218.31/16.1323.74井壁支护厚度（mm）500/300500/300500支护料石砌碹料石砌碹钢筋混凝土浇筑井筒装备胶带输送机、行人台阶铺底、水沟金属梯子间备注新掘新掘新掘（二）井底车场及硐室1、井底车场原设计采纳无极绳连续牵引车梭车运输，在副斜井井底设平车场。平车场直线长为40m，设18m长的存车线。为简化运输环节，矿方经多次调研，设计变更为无轨胶轮车运输，并在辅运大巷布置辅运车场，长度141m，净宽6.0m，在集中辅运大巷增加两个错车车场。2、硐室原设计在副斜井井底西侧设有中央水泵房、中央水仓和管子道，在主斜井井底西侧设等候硐室；井下不设煤仓，在采区设主变电所、消防材料库、采区水泵房和采区主、副水仓等硐室。在矿井施工过程中，结合现场对各硐室的断面、支护形式进行优化，形成工程量与原设计不一致，另新增永久避难硐室工程，变更后要紧硐室的相关参数如下：变更后井底车场及井下要紧硐室工程量表序号巷道及硐室名称煤岩类不支护方式巷道长度（m）掘进体积（m3）备注1井底乘车、等候硐室半煤岩锚网喷514利用3#联络巷扩帮起底改造2主水泵房半煤岩/岩混凝土浇筑/锚网喷626.5含主硐室、通道、配水巷、配水井、吸水井、壁龛3主副水仓岩/半煤岩锚网喷1789.4含水仓仓体、斜巷、通道、联络巷4管子道半煤岩/岩料石砌碹/工字钢棚浇筑151.31087.5因该处埋深浅，管子道开口在副斜井井口以里2m处，其中有31.8m段过空区，进行空区处理，加强支护5辅助车场半煤岩锚网喷1412800.7采区胶轮车车场6中央变电所半煤岩/岩锚网喷1571.3主硐室和运输通道为半煤岩巷，回风通道70m为顶板岩巷7采区水泵房半煤岩/岩混凝土浇筑/锚网喷640.5含主硐室、通道、配水巷、配水井、吸水井、壁龛8采区主副水仓半煤岩/岩锚网喷/工字钢棚浇筑4684.6含水仓仓体、斜巷、通道、联络巷、其中主水仓有67.5m顶帮破裂，采纳架设工字钢棚整体浇筑补强支护9避难硐室半煤岩锚网喷635政策性新增10消防材料库半煤岩锚网喷283.511信号、调度硐室半煤岩锚网喷6512医疗急救硐室半煤岩锚网喷6513小计229.315631.4（三）巷道断面和支护形式1、原设计井下要紧巷道其中：井底车场：沿15号煤层顶板掘进，净宽5.0m，净高2.8m，锚喷支护，净断面积14.00m2，支护参数为：选用螺纹钢锚杆，规格为φ18×2000mm，三花布置，间排距为1500×1500mm，铺设60×60mm间距矩形金属网，打锚索补强，排距为3000mm集中胶带巷和胶带大巷：沿15号煤层顶板掘进，净宽4.0m，净高2.2m，锚喷支护，净断面积8.80m2，支护参数为：选用螺纹钢锚杆，规格为φ18×2000mm，三花布置，间排距为1500×1500mm，铺设60×60mm间距矩形金属网，沿巷道中线打一根6m长锚索补强，间距3000mm。集中胶集中辅运巷和辅运大巷：沿15号煤层顶板掘进，宽4.5m，高2.8m，锚喷支护，净断面积12.6m2，支护参数为：选用螺纹钢锚杆，规格为φ18×2000mm，三花布置，间排距为1300×1500mm，铺60×60mm间距矩形金属网，沿巷道中线打一根6m长锚索补强，间距3000mm。集中辅助运输巷坡度为3°~4°，辅助运输大巷2°~3°左右，铺设30kg总回风大巷、集中回风大巷和回风大巷：沿15号煤层顶板掘进，宽4.5m，高2.2m，锚喷支护，净断面积9.9m2，支护参数为：选用螺纹钢锚杆，规格为φ18×2000mm，三花布置，间排距为1300×1500mm，铺60×60mm间距矩形金属网，沿巷道中线打一根6m长锚索补强，间距3000mm工作面运输顺槽和回风顺槽均为矩形断面，锚网支护：沿15号煤层顶板掘进，净宽4.0m，高2.2m，锚网支护，净断面积8.80m2，支护参数为：选用圆钢锚杆，规格为φ16×1800mm，三花布置，间排距为1200×1500mm，铺设60×60mm工作面切眼净宽6.0m，高2.2m，锚网支护，净断面积13.20m2，支护参数为：顶锚杆为φ20×2000mm螺纹钢锚杆，间排距为900×1000mm，铺设60×60mm间距矩形金属网；帮锚杆采纳为φ18×1800mm的树脂锚杆，间排距为800×1000mm其它巷道和硐室也均为矩形断面，支护形式为锚喷。2、要紧变更缘故①矿方在要紧巷道掘进中按“多做煤巷”的原则沿煤层顶板掘进，受巷道起伏阻碍，所形成的井巷起伏较大，不利于原设计的轨道运输，同时也增加了二次起底压顶改造工程。②在矿井施工设计过程中结合现场对要紧巷道、硐室的断面、支护形式进行优化，同时结合山西煤炭运销集团科学技术研究有限公司编写的《山西煤炭运销集团惠阳煤业有限公司巷道锚固支护方案设计研究》对巷道支护参数进行调整，同时进行专题论证。3、变更后井下要紧巷道其中：辅运车场：沿15号煤层顶板掘进，锚喷支护，净宽6.0m，净高2.85m，净断面积17.10m2，铺底250mm。支护参数为：顶锚杆选用ф22×2000mm高强度螺纹钢锚杆，间、排距900×900mm；帮锚杆选用ф18×2400mm高强度螺纹钢锚杆，间、排距900×900mm；铺设60×60mm间距矩形金属网，采纳ф17.8×5300mm型锚索补强，间排距为1350×1800mm集中胶带巷，锚喷（局部混凝土浇筑和工字钢棚）支护，净宽4.0m，净高2.5m，净断面积10.00m2。支护参数为：顶锚杆选用ф22×2000mm高强度螺纹钢锚杆，间、排距1200×1200mm；帮锚杆选用ф18×2400mm高强度螺纹钢锚杆，间、排距1000×1200mm；铺设60×60mm间距矩形金属网，采纳ф17.8×5300mm型锚索补强，间排距为2000×2400mm集中辅运巷，锚喷（局部混凝土浇筑和工字钢棚）支护，净宽4.5m，净高2.85m，净断面积12.83m2，铺底250mm。支护参数为：顶锚杆选用ф22×2000mm高强度螺纹钢锚杆，间、排距1000×1000mm；帮锚杆选用ф18×2400mm高强度螺纹钢锚杆，间、排距900×1000mm；铺设60×60mm间距矩形金属网，采纳ф17.8×5300mm型锚索补强，间排距为2700×2000mm胶带大巷：锚喷支护，净宽4.0m，净高2.5m，净断面积10.00m2。支护参数为：顶锚杆选用ф22×2000mm高强度螺纹钢锚杆，间、排距1200×1200mm；帮锚杆选用ф18×2400mm高强度螺纹钢锚杆，间、排距1000×1200mm；铺设60×60mm间距矩形金属网，采纳ф17.8×5300mm型锚索补强，间排距为2000×2400mm辅助运输巷：沿15号煤层顶板掘进，锚喷支护，宽4.5m，高2.85m，净断面积12.83m2，铺底200mm。支护参数为：顶锚杆选用ф22×2000mm高强度螺纹钢锚杆，间、排距1000×1000mm；帮锚杆选用ф18×2400mm高强度螺纹钢锚杆，间、排距900×1000mm；铺设60×60mm间距矩形金属网，采纳ф17.8×5300mm型锚索补强，间排距为2700×2000mm总回风大巷、集中回风大巷和回风大巷：锚喷支护，宽4.5m，高2.6m，净断面积11.70m2，支护参数为：顶锚杆选用ф22×2000mm高强度螺纹钢锚杆，间、排距1000×1000mm；帮锚杆选用ф18×2400mm高强度螺纹钢锚杆，间、排距1000×1000mm；铺设60×60mm间距矩形金属网，采纳ф17.8×5300mm型锚索补强，总回风大巷、集中回风大巷锚索间排距为2700×2000mm，回风大巷单排布置，排距2000mm运输顺槽和回风顺槽均为矩形断面，锚网支护：净宽4.1m，高2.6m，净断面积10.66m2，支护参数为：顶锚杆选用ф22×2000mm高强度螺纹钢锚杆，间、排距1200×1200mm；帮锚杆选用ф18×2400mm高强度螺纹钢锚杆（回采帮采纳玻璃钢锚杆），间、排距1200×1200mm；铺设60×60mm间距矩形金属网（回采帮采纳间距相同的尼龙网）；采纳ф17.8×5300mm型锚索补强，单排布置，排距2400mm工作面切眼宽6.5m，高2.6m，锚网支护，净断面积16.90m2，支护参数为：顶锚杆选用ф22×2000mm高强度螺纹钢锚杆，间、排距为1000×1200mm；帮锚杆采纳为φ18×2400mm的玻璃钢锚杆，间排距为1000×1200mm；铺设60×60mm间距矩形金属网，采纳ф17.8×变更后要紧巷道断面特征详见断面图册。（四）移交生产时的井巷工程量及掘进率1、原设计矿井移交生产时，井巷工程量为半煤岩巷7104m，岩巷536m，井巷合计7721m，掘进总体积75595.6m3，硐室体积3920m3，矿井万吨掘进率为171.6m。2、变更缘故eq\o\ac(○,1)因该矿在首采面15101运输顺槽掘进至881m处时，揭露走向东西走向F3正断层（倾角16°，H=20m）。依照现场施工及取芯显示，经多方论证研究，考虑断层周围顶板岩层强度低、自稳能力差，节理裂隙发育，在采掘过程中易发生顶板事故，可避让该断层进行开切眼。本次变更为在运输顺槽871m处开切眼；原设计运输顺槽1058m变更后调整为871m；原设计回风顺槽1087m变更后调整为901m。eq\o\ac(○,2)受建设工期到期及该矿集团、市、县公司2014年的工作目标要求阻碍，该矿在7月应进入联合试运行，但矿建工程中三条采区大巷均未按原设计工程量完工。因现已形成的采区大巷工程可满足15103接替工作面正常的掘进使用，设计认为能够变更，立即原设计辅运大巷784m变更后调整为414m；胶带大巷857m变更后调整为374m；回风大巷853m变更后调整为344m。3、变更后矿井移交生产时，井巷工程总长度6746m，掘进总体积99017m3，其中硐室体积15631.4m4、设计变更前后的工程量对比表：顺序名称原设计设计变更后变更缘故巷道长度（m）掘进体积（m3）巷道长度（m）掘进体积（m3）1井筒工程1983375.5157.13372.3结合实际井筒的实际落底高度和支护材料就地取材，变更了井筒长度及支护形式，变更了掘进工程量。2井底车场及要紧硐室工程3603920229.315631.4在矿井施工过程中结合现场对巷道硐室的断面、支护形式进行优化，增加工程量与原设计不一致，另新增永久避难硐室工程。3要紧运输、回风巷道459345470.72685.635719该矿在掘进要紧运输、回风巷道过程中受构造阻碍，沿煤层顶板掘成V型巷道，坡度达17°并结合钻孔揭露底板标高，按-13°下山揭煤，造成二次起底压顶工程4采区工程230021160367444294.3原设计只设计15101首采面回采巷道工程，将采区巷道及硐室到工程量放置在本部分中，另增加移变泵站硐室和临时避难硐室工程量合计772175595.6674699017八、采、掘设备变更（一）综采设备1、原设计工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型序号设备名称规格型号功率电压数量1采煤机MG135/320-W320kW1140V1台2工作面输送机SGZ-630/2202×110kW1140V1部3液压支架ZZ5000/16/2884架（2架备用）4转载机SZB630/7575kW1140/660V1台5带式输送机SSJ-800/2×552×55kW660V1部6喷雾泵站PB250/5.530kW1140/660V2台7乳化液泵站BRW-200/31.5125kW1140/660V2台8单体柱DZ25－25/1001509π型钢梁3.6m10010调度绞车JD-111.4kW660V1部11无极绳绞车SQ-5055kW660V1部12小水泵KWQB205.5KW660V2台13回柱绞车JH-1415kW660V2部14移变KBSGZY-8001140V/10kV1台2、变更后工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型，变更缘故（1）采煤机变更依照该矿井15号煤层的赋存状况和井田开拓特征，结合矿井设计规模和晋城地区综采开采15号煤层的成功经验，选用较先进的机载交流变频调速、装备设备运行状态监控、检测及有关参数中文显示，具备完善的爱护及故障诊断、经历功能的电牵引采煤机。变更对采煤机重新选型，选用采煤机为：MG160/390-WD型电牵引采煤机，其要紧技术参数见下表：变更后MG160/390-WD型采煤机要紧技术参数采高1.3～3.0m电动机功率2×160kW、2×30kW、11kW适应煤质硬度f<3.5煤层倾角<35°台数2+2+1截深630mm电压1140V滚筒直径1.4m喷雾灭尘方式内外喷雾牵引方式电牵引牵引力350kN滚筒转速40r/min牵引速度0～6m/min摇臂长度1700mm摇臂摆动中心距5169mm总重27t机面高度1100mm制造厂卧底量193mm（2）液压支架变更为加强顶板治理增大支架的支护阻力，变更采纳ZZ8000/16/30和ZZG8000/16/30型过渡液压支架，支架中心距为1.5m，支架工作阻力8000kN，泵站压力为31.5Mpa。工作面最小控顶距：4137+300=4437mm，最大控顶距：4137+300+5037=5790mm。ZZ8000/16/30和ZZG8000/16/30型液压支架讲明详见下表：项目单位中部支架及过渡支架架型ZZ8000/16/30支架高度mm1600-3000支架宽度mm1500支架顶梁长度mm4137支架中心距mm1500初撑力kN6158工作阻力kN8000支护强度MPa0.94~1.02对底板比压MPa2.48泵站压力MPa31.5操作方式邻架操作运输尺寸4890×1420×1400重量t20（3）转载机变更原设计桥式转载机选用：SZB-630/75型，矿井购置桥式转载机为SZB630/110型，输送能力不变。SZB630/110型参数如下：型号出厂长度（m）输送能力（t/h）电机功率（kW）电压等级（V）备注SZB630/11025600110660/1140（4）工作面可伸缩带式输送机型号变更原设计选用可伸缩带式输送机为：SSJ-800/2×55型，其要紧技术参数见下表：型号输送能力（t/h）输送长度（m）带速（m/s）带宽（mm）电机功率（kW）电压等级（V）SSJ-800/2×55250100028002×55380/660设计变更选用DSJ80型可伸缩带式输送机与原设计的型号不同，参数相同，其要紧技术参数见下表：型号输送能力（t/h）输送长度（m）带速（m/s）带宽（mm）电机功率（kW）电压等级（V）DSJ8020080028002×90660（5）喷雾泵变更原设计选择PB250/5.5型喷雾泵2台，其要紧技术参数见下表。项目单位数值公称压力MPa5.5公称流量L/min250电机功率kW30按职业卫生防护设计提高喷雾泵工作压力，设计变更选用BPW-31.5/10型喷雾泵站，提高公称压力。项目单位数值公称压力MPa10公称流量L/min315电机功率kW75（6）乳化液泵变更原设计选用BRW-200/31.5型乳化液泵和X10RX型泵箱，两泵一箱，其要紧技术参数见下表。项目单位数值公称压力MPa31.5公称流量L/min200电机功率kW125考虑到支架的工作阻力增加及增加超前支架，设计变更选用BRW-400/31.5型喷雾泵站，提高公称流量。项目单位数值公称压力MPa31.5公称流量L/min400电机功率kW250（7）增加工作面探水钻机依照探放水相关规定，回采工作面增设探水钻机1台，本次变更配备ZYJ-420/200型专用探水钻机1台，服务于回采工作面探放水。ZYJ-420/200型探水钻要紧技术参数如下：钻进深度：200m；开孔直径：Φ110mm；终孔直径：Φ75mm；钻孔角度范围：0~360°；配用电机：15kW；外形尺寸（长×宽×高）：2040×946×1045mm；净重：1723kg。（8）设计变更后综采工作面要紧设备配备及参数表：序号设备名称规格型号功率电压数量变更缘故1采煤机MG160/390-WD390kW1140V1台变更为电牵引2工作面输送机SGZ630/2202×110kW1140V1部不变3液压支架ZZ8000/16/3082架矿方多方调研，结合实际揭露煤厚变化大，提高工作阻力，含2架备用4液压支架ZZG8000/16/305架含1架备用5转载机SZB630/110110kW1140V1台运量一致，招标定购6带式输送机DSJ802×90kW1部因顺槽起伏坡度变化大7喷雾泵站BPW-31.5/1075kW11402台职业卫生防护要求8乳化液泵站BRW-400/31.5250kW1140V2台2泵1箱9单体柱DZ28－25/100150变更后顺槽巷道加高10π型钢梁3.650不做变更11回柱绞车JH-1415kW11402部不做变更12探水钻ZYJ-420/20015kW1140V1台回采面增加探水装备13小水泵FWQB20-702台变更为气动隔膜泵（9）工作面顶板治理方式、支护设备选型变更后选用ZZ8000/16/30型中部支架和ZZG8000/16/30型过渡支架，全部垮落法治理顶板。支架长度分不为3992mm和4137mm，工作面梁端距为300mm，则中部支架最小控顶距和最大控顶距为4292/4892mm，过渡支架最小控顶距和最大控顶距为4437/5037mm。工作面端头采纳DZ28－25/100型单体液压支柱配合3.6mπ型钢梁“对梁”迈步式支护。工作面顺槽超前支护采纳DZ25－25/100型单体液压支柱配合3.6mπ型钢梁支护，支护距离许多于20m。（10）回采工作面支护强度验算依照矿压理论，工作面支架承受的最大压力为4-8倍采高的顶板岩石的重量，现取8倍采高的顶板岩石重量计算：F=8×h×L控×b×γ×g=8×2.8×5.037×1.5×2.7×9.8=4478kN式中：F——工作面上覆8倍采高岩石所需支撑阻力；h——工作面最大采高，取2.8m；L控——工作面最大控顶距，取5.037mb——支架支护宽度，1.50m；γ——上伏岩层平均容重，取2.7；g——重力换算单位，取9.8m/s2；ZZ8000/16/30型中部支架和ZZG8000/16/30型过渡支架的工作阻力为8000kN。依照以上计算，可满足设计回采工作面顶板支护要求。从矿井的实际条件及开采工艺要求来看，ZZ8000/16/30型中部支架和ZZG8000/16/30型过渡支架安全、整体性好、易操作、价格适中、移动、运输方便，比较适用本矿使用。（二）综掘设备依照采煤工作面年推进度，本着以保证矿井正常生产时合理的采掘关系为原则，矿井移交生产时，布置两个综掘来满足采掘衔接。1、原设计综掘掘进工作面要紧设备配备见下表。原设计要紧综掘掘进设备配备表序号设备名称型号功率（kW）单位数量1掘进机EBZ100E145台12掘进机EBZ135210台13刮板输送机SGB-620/40T40台24可伸缩带式输送机DSJ800/40/55型55部25调度绞车JD-111.4台46小水泵WG805.5台27局部通风机FBDN0.6/2×1111×2台48探水钻ZL-2004.0台29激光指向仪JFY-3台210气腿式凿岩机YT-24台211单体锚杆机MQT-90台812风镐G10台213混凝土搅拌机XBG-15003.0台214混凝土喷射机CP-75.5台22、变更后综掘掘进工作面要紧设备配备见下表。变更后要紧综掘掘进设备配备表序号设备名称型号功率（kW）单位数量变更缘故1掘进机EBZ132218台2招标订购、自带转载2可伸缩带式输送机DSJ800/40/2×752×75部2原设计胶带机运距不能达到900m3局部通风机FBDN0.6/2×1111×2台4不变4调度绞车JD-111.4台4不变5探水钻ZYJ-420/20015台1招标订购6风动探水钻ZQJ-160/4.3台3招标订购7激光指向仪JFY-3台2不变8单体锚杆机MQS-50台2不变9单体锚杆机MQT-90台2不变10气腿式凿岩机YT-24台2不变11风镐G10型台2不变12混凝土喷射机CP-7台2大巷开拓使用13气动水泵FWQB20-70台2更换为气动水泵九、矿井通风（一）原设计①原设计矿井总需风量取45m3井下用风地点配风标准（m3/s）数目（个）合计（m3/s）备注回采工作面7.15110备用工作面3.57515掘进工作面7.4818掘进工作面7.4818主变电所212采区水泵房212后期采区变电所212其它3834.68545②原设计矿井通风容易时期和困难时期最大负压分不为439.30Pa和1061.96Pa。原设计矿井通风容易时期等积孔为2.55m2，矿井通风困难时期等积孔为1.64m（二）变更缘故1、受井下要紧巷道断面调整及综采工作面最大控顶距和最小控顶距的缩减，硐室按最小风速要求计算风量等条件变化阻碍，本次变更对矿井风量重新计算、重新分配，重新计算矿井通风负压、矿井等积孔。2、因矿井辅助运输变更为无轨胶轮车运输，所需风量需需对井下集中辅运大巷和辅运大巷进行风量校验。（三）变更后矿井风量、风压及等积孔计算1、矿井风量依照国家煤矿安全监察局颁布的《煤矿安全规程》第103条，矿井需要的风量，应按下列要求分不计算，并选取其中最大值：（1）按井下同时工作的最多人数计算Q矿进＝4·N·K矿通式中：4——每人每分钟供风标准，m3/min；N――井下同意工作的最多人数，70人；K矿通――矿井通风系数，取1.20。则Q矿进＝4×70×1.20＝336m3（2）按采煤、掘进、硐室及其它用风地点实际需要风量的总和计算Qra≥（∑Qcf＋∑Qhf＋∑Qur＋∑Qsc＋∑Qrl）×kaq式中：Qra——矿井需要风量，m3/min；Qcf——采煤工作面实际需要风量，m3/min；Qhf——掘进工作面实际需要风量，m3/min；Qur——硐室实际需风量，m3/min；Qsc——备用工作面实际需风量，m3/min；Qrl——其它用风巷道实际需要风量，m3/min；kaq——矿井通风需风系数。①采煤工作面实际需要风量的计算a.按气象条件计算式中：——采煤工作面的风速，取1.5m/s；——采煤工作面的平均有效断面积，m2；——采煤工作面采高调整系数，取1.0；——采煤工作面长度调整系数，工作面长度120m，取1.1；70%——有效通风断面系数；60——为单位换算产生的系数。b．按瓦斯涌出量计算式中：——采煤工作面回风巷风流中平均瓦斯涌出量，m3/min；按瓦斯涌出量预测结论回采工作面最大绝对瓦斯涌出量为0.86m³/min。——采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.2；100——按采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1%的换算系数。c．按工作人员数量验算式中：Ncf——采煤工作面同时工作的最多人数，取28人；4——每人需风量，m3/min。d．按风速进行验算a）验算最小风量b）验算最大风量式中：——采煤工作面最大控顶有效断面积，m2；——采煤工作面最大控顶距，m；——采煤工作面实际采高，m；——采煤工作面最小控顶有效断面积，m2；——采煤工作面最小控顶距，m；0.25——采煤工作面同意的最小风速，m/s；70%——有效通风断面系数；4.0——采煤工作面同意的最大风速，m/s。c）回风顺槽按矿用防爆柴油机车需要风量验算式中：——该地点矿用防爆柴油机车尾气排放稀释需要风量，m3/min——该地点矿用防爆柴油机车的台数，取1台；——该地点矿用防爆柴油机车的功率，取75kW；——配风系数，m；则：通过以上计算及验算，回采工作面需风量取最大值，即变更后备用一个预备工作面风量，配风量为295.5m3②掘进工作面实际需要风量计算a．按瓦斯涌出量计算式中：——掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量，m3/min；按瓦斯涌出量预测结论掘进工作面最大绝对瓦斯涌出量为0.24m³/min。——掘进工作面瓦斯涌出不均匀备用风量系数，综掘取1.6；100——按掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1%的换算系数。b．按局部通风机实际吸风量计算式中：——局部通风机实际吸风量；选用FBD№6.0/2×11局部通风机（局部通风机风量取最大吸风量的350m3/min）。I——掘进工作面同时通风的局部通风机台数，1个；0.25——有瓦斯涌出的岩巷，半煤岩巷和煤巷同意最低风速；Shd——局部通风机安装地点到回风口间巷道最大断面积，m2。顺槽掘进工作面局部通风机在形成通风系统后移至在各顺槽开口以里距回风口大于10m处，取其断面10.66m2c．按工作人员数量验算式中：Nhf——掘进工作面同时工作的最多人数，取12人。d．按风速进行验算a）验算最小风量b）验算最大风量式中：——掘进工作面巷道的净断面积，顺槽10.66m2。通过以上计算及验算，掘进工作面需风量取最大值，即按两顺槽综掘布置：；；③硐室实际需要风量计算井下独立通风硐室有主变电所、采区水泵房及采区变电所采纳独立通风，其他硐室利用新奇风流并联通风。依照经验数据：地点名称需要风量（m3/min）备注地点名称需要风量（m3/min）备注中央变电所240硐室中央水泵房216硐室后期采区变电所180硐室合计636故，④变更后其它巷道需要风量计算⑤变更后在集中辅运大巷和辅运大巷中运行支架搬运车需要风量验算式中：——该地点矿用防爆柴油机车尾气排放稀释需要风量，m3/min——该地点矿用防爆柴油机车的台数，取1台；——该地点矿用防爆柴油机车的功率，取160kW；——配风系数，m；集中辅运大巷和辅运大巷配风满足支架搬运车运行需要风量。2、变更后矿井总需风量变更后矿井总需风量：Qra≥（∑Qcf＋∑Qhf＋∑Qur＋∑Qsc＋∑Qrl）×kaq式中：Qra——矿井需要风量，m3/min；Qcf——采煤工作面实际需要风量，m3/min；Qhf——掘进工作面实际需要风量，m3/min；Qur——硐室实际需风量，m3/min；Qsc——备用工作面实际需风量，m3/min；Qrl——其它用风巷道实际需要风量，m3/min；kaq——矿井通风需风系数，抽出式kaq取1.20。则：Qra=（590.9＋295.3＋509.9×2＋636＋112.3）×1.20=2654.3×1.20=3185.2m3综合计算变更后矿井总需风量为3185.2m3/min，即53.09m3/s，取变更后总需风量分配到井下各用风地点，具体配风量分配如下：用风地点实际需风量（m3/min）实际需风量（m3/s）分配风量（m3/min）分配风量（m3/s）主斜井168028副斜井156026回风立井32405415101综采工作面590.99.8560015备用工作面295.34.923001515103运输顺槽综掘509.98.5540915103回风顺槽综掘509.98.55409中央变电所24043005采区水泵房2163.62404采区变电所18032404其他巷道112.31.874808矿井需风系数1.20共计3185.253.093240543、变更后矿井通风负压、矿井等积孔计算经重新计算后，变更后矿井通风容易时期最大负压330.35Pa，矿井通风困难时期最大负压为1000.19Pa；矿井通风容易时期等积孔为2.80m2，矿井通风困难时期等积孔为3.53m矿井通风容易、困难时期负压计算详见附表。（四）校验主通风机原设计选用2台FBCDZ-8-№19B型对旋轴流风机，配用电机功率为2×160kW，本次不作变更，仅对主通风机进行重新校验。矿井中央并列式通风方式，由主斜井、副斜井进风，回风立井回风。矿井所需风量：Qk＝54m3通风容易时期风压：hmin＝330.35Pa通风困难时期风压：hmax＝1000.19Pa1、确定通风机所必需的风量和负压通风机风量：Q＝KLQK＝1.05×54=56.7m³/s式中：KL—漏风系数。KL＝1.05通风机需要的风压：容易时期：Hmin＝hmin+Δh+hZ＝330.35+196+0≈526Pa困难时期：Hmax＝hmax+Δh+hZ＝1000.19+196+0≈1196Pa式中：Δh——通风设备的阻力损失。Δh＝196PahZ——矿井自然风压。Δh≈0Pa2、依照设计工况点选风机在性能曲线上风量坐标Q＝56.7m3/s点处，做Q轴垂线，在风压坐标Hmin＝526Pa、Hmax＝1196Pa点做Q轴平行线，三条线段分不相交于M1和M23、风机的实际工况点①计算风机的工作风阻最大、最小网路阻力系数：HmaxHminRmax=——Rmin=——Q2Q2风机网路特性曲线方程：Hmax=RmaxQ2=0.3720Q2Hmin=RminQ2=0.1636Q2②依照风机的工作风阻，在初选的风机上做出风阻曲线，将所得到的初选风机的实际工况点和的坐标列入下表中。风机实际工况点要紧通风机型号实际风压（Pa）实际风量（m3/s）效率（%）叶片安装角（°）FBCDZ-8-№19B容易时期5755764-6困难时期136058830°4、电动机选型电机功率计算依照风机的实际工况点（H、Q和η）按下式计算所匹配电机的功率：，式中：（）——通风阻力最大（最小）时期所匹配电机功率，kW；（）——通风阻力最大（最小）时期风机工作风量，m3/s；（）——风机实际最大（最小）工作风压，Pa；ηs——轴流式通风机静压工作效率，%；ηtr——传动效率，直联传动时ηs＝0.98；Km——电机容量备用系数，取Km＝1.3。通风容易时期：Q2H2Nmin=K———————=67.93kW＜180kW1000η2ηc通风困难时期：Q1H1Nmax=K———————=126.07kW＜180kW1000η1ηc依照上式计算，原设计选用的要紧通风机FBCDZ-8-№19B型矿用防爆对旋轴流式通风机两台，风机配套功率2×90kW，满足矿井的通风需要。5、反风及消音：FBCDZ-8-№19B型要紧通风机可通过电动机反转实现反风，反风时可确保10min之内改变巷道中风流方向，反风量大于正常风量40%。在风机扩散塔和变接头之间安装消音装置，使通风设备的噪声符合“工业企业厂界噪声标准”GB12348的有关规定。6、通风机房供电：风机房供电电源引自矿井工业场地变电所两回380V线路，一回工作，一回备用，选用KGS1矿用开关柜向通风机驱动电动机及附属设备供电。十、安全避险“六大系统”国家安全监管总局、国家煤矿安监局下发的安监总煤装［2011］33号《煤矿井下安全避险“六大系统”建设完善差不多规范（试行）》规定：所有井工煤矿必须按规定建设完善“六大系统”，达到“系统可靠、设施完善、治理到位、运转有效”的要求。矿井现差不多建有监测监控系统、井下作业人员治理系统、紧急避险系统、压风自救系统、供水施救系统和通信联络系统。1、矿井监测监控系统矿井设计安装有KJ90NA矿井安全监控系统，该煤矿安全监控系统由地面安全监控中心站、现场数据采集分站、安全生产参数传感器、执行器以及信息传输介质、网络通讯接口等组成。监控主机选用高性能、高稳定的工控机2台，当主机发生故障时，备机热切换操纵器自动投入运行。配置传输接口1台，打印机1台，不间断电源1台（保证不小于2h在线式不间断电源）。中心站配备录音电话。在中央变电所、采掘工作面等处设置分站，分站所带各类传感器包括：甲烷、一氧化碳、二氧化碳、温度、风速、负压、氧气、开停、馈电、风筒、风门、烟雾等。工作面、掘进头分站具有风电瓦斯闭锁功能。系统主干线沿主井和副井井筒分不引至井下分站。实现对煤矿井下瓦斯、一氧化碳、二氧化碳、温度、风速等的动态监控，为煤矿安全治理提供决策依据。在新建永久避难硐室内增设监控分站，其余部分不做变更。分站所带各类传感器包括：甲烷、一氧化碳、二氧化碳、温度、负压、氧气、烟雾等。接入避难硐室中的矿井安全监测监控系统的传输线路在接入硐室前20m开始全段采取穿钢管措施爱护，埋地敷设。2、煤矿井下作业人员治理系统煤矿井下作业人员治理系统变更为KJ251（A）型，满足使用要求。（1）系统概述按照《煤矿井下作业人员治理系统使用规范》（AQ1048-2007）的要求，矿井设计装备KJ251（A）型井下作业人员治理定位系统，对下井人员进行考勤，并对井下人员进行实时跟踪定位。在突发事故发生时迅速推断危险区人员的数量、位置及身份，采取措施及时救助，把事故的损失和阻碍降低到最低限度。操纵设备及显示终端设置在调度中心，装备2套主机，互为备用，并配备满负荷备用时刻不小于2h的在线式不间断电源。井下作业人员治理系统要紧由监控主机、监测分站（读卡器）、识不卡及传输缆线等组成。在矿井各个人员出入井口、重点区域[采区、回采工作面、掘进工作面、井底车场、中央（采区）变电所、井下水仓、水平最高点等地点]出/入口、避难硐室出入口处及内部、限制区域、巷道分支处等地点设置位置监测分站（读卡器）。实现监测携卡人员出/入井、出/入各硐室、避难硐室出/入及内部等地点的要求；并满足监测携卡人员出/入方向的要求。（2）避难硐室入口和出口井下人员定位系统的设置在每个避难硐室入口和出口及内部分不设2个监测分站（读卡器），对出、入紧急避险设施的人员进行实时监测。接入避难硐室中的井下作业人员作业人员治理系统的传输线路在接入硐室前20m开始全段采取穿钢管措施爱护，埋地敷设。3、压风自救系统（1）系统概述矿井工业场地内设空压机房，安装EAS-300型固定风冷单螺杆压缩机2台，额定排气量40m3/min，额定排气压力1.0MPa，配用电机功率250kW，电压10kV。1台工作，1台完好备用。矿方实际购买干管为Φ159×4.5型无缝钢管和Φ160×10型钢丝网骨架聚乙烯复合管，购买支管为Φ108×4型无缝钢管和Φ110×6型钢丝网骨架聚乙烯复合管，另外依照新的“六大系统”要求，在集中辅助运输巷和辅助运输大巷增加Φ108×4型无缝钢管1700m，在集中回风巷和回风大巷增加Φ110×6型钢丝网骨架聚乙烯复合管1500m矿井采区避灾路线上均敷设压风管路，并设置供气阀门，间距不大于200m。在距采掘工作面25~40m的巷道内、爆破地点、撤离人员与警戒人员所在位置、长距离的掘进巷道中设置压风自救装置，压风自救装置设置组数应能满足上述地点全部工作人员自救用风要求。（2）避难硐室压风自救装置压风管路接入避难硐室，并设置供气阀门，接入的矿井压风管路设减压、消声、过滤装置和操纵阀门，压风出口压力在0.1~0.3MPa之间，供风量不低于0.3m3/min.人，连续噪声不大于70dB。井下压风管路敷设牢固平直，采取爱护措施，防止灾变破坏。进入避难硐室前20m（3）压风管路敷设在主送气管路中要装集水放水器，在供气管道进入自救装置连接处，要加装开关和汽水分离器。压风自救系统阀门应安装齐全，阀门扳手要在同一方向，保证系统正常使用。压风自救装置上应设减压、节流、消声装置。压风自救系统使用的压风管道供气压力为0.3~0.7MPa，在0.3MPa压力时，压风自救装置的供风量应在100~150L/min范围内。压风自救装置工作时的噪声应小于85dB。压风自救装置安装在采掘工作面巷道内的压缩空气管道上，安装在宽敞、支护良好、水沟盖板齐全、没有杂物堆放的人行道侧，人行道宽度应保持在0.5m以上，管路敷设高度应便于现场人员自救应用。4、矿井供水施救系统该矿供水施救系统管路与井下消防洒水管路合用，水源取自地面消防水池，用水为生活水源，其水质符合井下消防洒水水质标准，经地面容量V=300m³的消防水池，敷设一趟Φ110×7.0mm型矿用钢丝骨架聚乙烯管至主井口，在井口房内接入现有井下消防洒水管路，并设置切换阀门。发生灾情时需要对用水进行切换，将井下防尘水源与地面生活水源进行切换，具体做法：关闭地面的井下静压洒水池的出水管，打开地面供水水池的给水管，立即井下消防洒水供水水源转换为生活水源，切换阀门设置在井口房内或其他容易操作的地点。依照试行标准中的内容，在压风自救装置、永久避难硐室以及移动救生舱处设置供水阀门，在接水龙头前装设减压阀，在减压阀前装设Y型过滤器，使用水点压力小于0.35MPa。5、矿井通讯联络系统（1）有线通讯系统该矿矿用调度通信系统变更为KTJ125型数字程控调度系统，系统容量256门，行政、调度合一。通信交换机设置在矿联建楼内，在矿联建楼、任务交待室、矿灯房、地面变电所、主、副井井口房及提升机房、通风机房、压风机房、爆炸材料库、地面生产系统、锅炉房、机修车间等均设置电话机。通信电缆采纳HYA-0.4型市话通信电缆，敷设方式采纳沿建筑物外墙挂设。通信电缆选用矿用阻燃型MHYA32-40×2型两回分不沿主、副井井筒敷设至井底车场等候室交接箱，再经分线盒引至各用户。在主副井井底车场、等候硐室、中央变电所、主水泵房、移变硐室、泵站硐室等要紧机电设备硐室、井下主运输皮带转载点、移动变电站、巷道分支处、转载点处和采掘工作面以及采区、水平最高点，安装电话。在井下避难硐室、井下要紧水泵房、井下中央变电所和采掘工作面、爆炸时撤离人员集中地点等，必须设有直通矿调度室的电话。发生险情时，能及时同时井下人员撤离。掘进工作面距端头30m~50m范围内，安装电话；采煤工作面距两端10m~20m范围内，应分不安设电话；采掘工作面的顺槽长度大于1000m时，在顺槽中部应安设电话。（2）无线通讯系统该矿政策性新增KT105（A）型无线通讯系统，装备KT105A-S矿用本安型手机80部，共设9台井下配备无线基站覆盖全矿井地面、井下区域。使用该系统的人员利用本系统能够随时随地用手机互相通话，用手机与调度人员进行话音联系，或者用手机拨打有线电话。井下与地面能够互相通话。作为矿井调度交换机用户的延伸，能够满足检修人员和重要生产调度岗位移动通信的需求，兼顾部分地面移动通信的需求。紧急情况下，作为报警及抢险救灾的应急通信手段。系统提供有线/无线一体化通信平台和语音、数据等综合业务，集成话务、调度、短消息、定位等多种功能和增值业务，具有低辐射、部署快捷、升级扩容方便、终端应用成熟等特点，组网灵活，兼容性强。在地面办公楼调度中心设综合接入和基站操纵器设备，地面设基站一台；井下直巷且巷道全程截面不小于7m2，手持移动电话与基站语音通信的距离不小于100m；井下直巷且巷道全程截面不小于13m2，手持移动电话与基站语音通信的距离不小于300m；每个井下基站能够支持的同时通话的无限终端数应不小于12部。在主副井井底车场、变电所、水泵房等要紧机电设备硐室、移动变电站、避难硐室和采掘工作面以及采区、水平最高点等处设置移动电话基站，矿井配置手持机80部。（3）井下广播系统政策性增加1套矿用KTJ125应急广播系统，系统由调度指挥中心的节目播放设备和井下局部播放（或其它）的设备组成。要紧操纵设备设置在调度指挥中心，井下各局部播放点分不为一个独立的广播分区进行系统操纵。6、井下紧急避险系统矿方托付晋城煤炭规划设计院进行紧急避险系统专项设计，验收时期设计在辅运车场和胶带大巷之间掘一永久避难硐室，设计硐室避险人数为80人；在首采工作面两顺槽中部各设置一临时避难硐室，设计避险人数为共30人；其外要求在距永久避难硐室超出1000m作业地点的采掘工作面布置临时避难硐室，满足首采采区的避灾需求；在后期二采区的中部另布置采区临时避难硐室。永久避难硐室和临时避难硐室配套系统：①专用管路供氧系统：在集中回风巷埋地铺设一趟专用供气管路（Φ108×4型无缝钢管），引自主斜井井底压风主管并设减压、消音、过滤装置和操纵阀；②气幕隔绝系统：使用压风系统作为气源，另放置空气钢瓶作为备用气源；③排气排水系统；④个体防护装备；⑤辅助设施。除此之外，永久避难硐室应与矿井安全监测监控、人员定位、压风自救、供水施救、通信联络、供电等系统相连接，形成成套的避难硐室装备，形成井下整体性的安全避险系统。。在无任何外界支持的情况下额定防护时刻不低于96h。接入情况如下：1、监测监控系统矿井安全监测监控系统应对避难硐室内、外的CH4、CO、O2、CO2等环境参数进行实时监测。利用矿井现有的安全监测监控系统，在避难硐室两侧入口处分不设置一台监测监控系统分站。设置相应的传感器，对硐室内外的O2、CH4、CO2、CO、温度等进行实时监测，同时把监测的情况及时上传至矿井地面调度室，为煤矿井下发生紧急情况时的抢险救灾提供参考。在过渡室设置氧气和一氧化碳传感器；生存室设置氧气、甲烷、二氧化碳、一氧化碳、温度、压力传感器和湿度便携仪；在避险设施外入口处设置氧气、甲烷、二氧化碳、一氧化碳传感器进行监测，在以上环境参数超限时发出警报，提醒硐室内的人员采取相应的措施保证避难硐室环境的稳定。2、人员定位系统利用矿井现有的井下人员定位系统，在避难硐室设置一台人员定位系统基站，在避难硐室入、出口处设置人员定位识不器。同时把监测到的人员进出紧急避险设施的情况及时上传至矿井地面调度室，为煤矿井下发生紧急情况时的抢险救灾提供参考。3、压风自救系统在集中回风巷埋地铺设一趟专用供气管路（Φ108mm×4型无缝钢管），引自主斜井井底压风主管并设减压、消音、过滤装置和操纵阀；压风出口压力在0.1~0.3MPa之间，供风量不低于0.3m4、供水施救系统供水管路在入井口前设置供水、排气两用阀门，在排气阀门后设一台管道增压泵，在排空时可开动增压泵，增加向外排气的压力。供水管路除作为井下供水系统外，还作为灾变后备用排气管。硐室内安装减压装置，为避难人员提供生活饮用水。井下避难硐室内管道采纳DN80，入口处有不小于20m的埋地管段。5、通讯联络系统在避难硐室入口处和内部应分不安设直通矿调度室的固定电话，硐室内宜加配无线电话或应急通讯设施。利用矿井现有的调度电话通讯系统及移动电话系统，在各避难硐室的两侧过渡室（硐室入口处）和生存室（硐室内部）分不安设直通矿调度室的直通电话。在各避难硐室设置移动通讯系统基站，并设无线移动电话一部，以保证事故状态下与调度室保持联系。6、视频监控系统在避难硐室内安装2个摄像头，在避难硐室外安装2个摄像头，在避难硐室内安装一套显示设备，便于地面与避难人员及时了解避难硐室内外的情况。7、供电系统避难硐室供电系统（含照明）要紧由矿用隔爆型真空电磁起动器、照明信号综合爱护装置、矿用隔爆兼本质安全型LED照明灯、矿用隔爆型备用电源箱、矿用隔爆兼本质安全型直流稳压电源箱、荧光棒等组成。其中矿用隔爆型真空电磁起动器：输入为AC660V，输出为AC660V，相当于动力总开关，必要时能够通过真空电磁起动器的操纵通、断电，对设备进行爱护（短路、过载、漏电闭锁）和维修；照明信号综合爱护装置：输入为AC660V，输出为127V，相当于AC127V的供电开关，并对AC127V线路进行漏电爱护、短路爱护、过载爱护、信号爱护；矿用隔爆型备用电源箱和矿用隔爆兼本质安全型直流稳压电源箱：日常为监测系统分站和传感器提供电源，应急时为监控系统分站、传感器提供后备电源（不小于96h）；矿用隔爆兼本质安全型LED照明灯：以LED冷光源大功率发光元件作为光源，能够为避难所提供高效、低功耗、高寿命、安全的日常照明；荧光棒：能够为避难硐室提供安全、可靠的应急照明。十一、煤炭运输设备变更原设计主斜井采纳一部DTL80/22/75型带式输送机（75kW），集中胶带运输巷采纳一部DTL80/20/2×55型带式输送机（55kW×2）。因巷道倾角变化和方便治理，本次变更为主斜井和集中胶带运输巷集中采纳一部DTL80/22/2×90型带式输送机担负煤炭运输任务，经验算满足要求。主斜井带式输送机验算如下：变更后主斜井和集中胶带运输巷采纳一部带式输送机运输煤炭，运输距离990m，倾角-4~15°，平均5°，提升高度87m，因工作面至地面为一条龙运