擴建工程初步設計(變更)重慶永榮電力設計有限企業二O一年五月重慶渝西礦業集團產紙溝煤業有限企業擴建工程初步設計(變更)工程規模：二O一年五月地質測量高級工程師助理工程師高級工程師高級工程師高級工程師設計委托書及承諾書重慶永榮電力有限企業：重慶渝西礦業集團產紙溝煤業有限企業為擴建礦井(擴建后生產能力擴大為60kt/a),因原沒有設計“六大系統”,以及資源情況變化和開采水平，建設工期長、早期投資費用高等，故礦方特委托我企業對原設+150m中部水平為首采水平，現+150m中部水平開拓系統均已布置完畢。3、因實際施工揭發，+230m標高以上大龍煤層已缺失，獨連煤層薄化為不可采，泡碳煤層已采完，所以首采面需變更布置在+150m中部水平+150～+230m區段的泡碳煤層。的設計所需的基礎資料真實可靠，若在建設和生產過程中地質情況發生變化，自愿承擔一切經濟后果(投資風險自負),與上級主管部門和設計單位無關。5、其他詳細事宜另行共同協商。委托單位：重慶渝西礦業集團產紙溝煤業有限企業2023年3月28日.《重慶渝西礦業集團產紙溝煤業有限企業擴建初步設計闡明書(變更)》內審意見書重慶渝西礦業集團產紙溝煤業有限企業為擴建礦井(擴建后生產能力擴大為60kt/a),因原沒有設計“六大系統”,原設計的主斜井、副斜井直接落平至+70m標高，+70m水平為首采水平，因為資源情況變化和開拓水平變更，礦井現實際布置主、副斜井在已經+150m標高落平，并在+150m標高形成了中部水平井底車場，現+150m中部水平開拓系統均已布置完畢。所以重慶渝西礦業集團產紙溝煤業有限企業委托我企業編制《重慶渝西礦業集團產紙溝煤業有限企業擴建初步設計安全專篇(變更)》,我企業于2023年5月30日組織有關工程技術人員對初步設計安全專篇(變更)內容進行了審1、初步設計安全專篇(變更)根據《重慶渝西礦業集團產紙溝煤業有限企業擴建初步設計闡明書》、《重慶渝西礦業集團產紙溝煤業有限企業擴建初步設計安全專篇》以及有關的文件批復而進行。鉆爆法掘進工藝，主、副斜井落平于+150m水平，+150m水平為首采水平，3、礦井“六大系統”完善，布置合理。內審組長：2023年5月30日第一章概況…………錯誤!未定義書簽。第二節項目設計根據………………錯誤!未定義書簽。第三節建設單位基本情況…………錯誤!未定義書簽。第二章礦井開拓與開采………………錯誤!未定義書簽。第三節礦井開拓系統………………錯誤!未定義書簽。第四節采煤措施及采區巷道布置…錯誤!未定義書簽。第五節頂板管理及沖擊地壓………錯誤!未定義書簽。第六節井下主要硐室………………錯誤!未定義書簽。第七節井上、下爆炸材料庫………錯誤!未定義書簽。第八節安全出口……錯誤!未定義書簽。第三章瓦斯災害防治…………………錯誤!未定義書簽。第四章礦井通風……錯誤!未定義書簽。第一節粉塵危害及防塵措施………錯誤!第二節煤層注水及采空區灌水防塵………………錯誤第三節井下消防、灑水系統………錯誤!第六章防滅火………錯誤!未定義書簽。第二節礦井主變電所………………錯誤第一節提升設備……錯誤!第三節機車運送……錯誤!第五節壓縮空氣設備………………錯誤!第一節礦井安全監控系統…………錯誤!1、委托及承諾書；2、采礦許可證(副本)、煤炭生產許可證(副本)、安全生產許可證(副本)、營業執照、礦長資格證、礦長安全資格證；3、重慶市經濟委員會《有關產紙溝煤業有限企業擴建初步設計的批復》(渝經煤管[2023]405號)。4、《有關重慶渝西礦業集團產紙溝煤業有限企業擴建工程安全設施設計及安全專篇審查的批復》(渝煤監渝中監一[2023]15號)。5、《重慶市煤炭工業管理局有關永川區煤礦2023年度礦井瓦斯等級鑒定成果的批復》(渝煤監管〔2023〕59號);6、國家安全生產重慶礦用設備檢測檢驗中心對泡碳、獨連、大龍煤層的煤塵爆炸性和煤層自燃傾向性等級鑒定報告；7、產紙溝儲量備案情況闡明；8、相鄰礦井邊界互保協議書；9、礦山救護協議書。序號圖紙名稱百分比圖號備注1地形地質及井上下對照圖2開拓方式平面圖3開拓方式立面圖4開拓方式剖面圖5采區主要巷道布置及機械配置平面圖6采區主要巷道布置示意圖示意7礦井安全監測監控及人員定位系統圖示意8礦井監控傳感器及人員定位讀卡器布置圖示意9井下消防、防塵灑水及供水施救系統圖(達產時期)示意井下避災線路圖(達產時期)示意壓風管路系統布置圖(達產時期)示意礦井通信系統圖(達產時期)示意井下排水系統圖示意煤系地層綜合柱狀圖采用開拓方式平面圖原設計開拓方式立面圖原設計采區主要巷道布置及機械配置立面圖原設計永久避難硐室布置平、剖面圖第一節礦區開發情況265°,平距14km,政管理。產紙溝煤礦2023年2月委托我企業編制該礦井擴建初步設計及安全專篇，設計生產能力為60kt/a。2023年9月取得《重慶市經濟委員會有關產紙溝煤業有限企業擴建初步設計的批復》(渝經煤管[2023]405號),2023年1月取得《有關重慶渝西礦業集團產紙溝煤業有限企業擴建工程安全設施設計及安全專篇審查的批復》(渝煤監渝中監一[2023]15號)。礦井在建部水平井底車場，現+150m中部水平開拓系統均已布置我司做設計變更，本變更設計只針對變更部分闡明，其他均以原設計、專篇為準。表1-1-1變更闡明對照表變更名稱主要內容變更原因變更前變更后系統在礦井工業廣場內新掘+397m主斜井以37°方位角，25°傾角，沿獨連煤層頂板穩定巖層中穿層布置，利用既有+390m平硐進行改造，作為擴建后的副平硐，設計在+390m平硐，以33°方位角，25°傾角沿獨連煤層頂板布置一級架空人車暗斜井，利用原提升下山改造作為一級回風暗斜井。主斜井、一級架空人車暗斜井和回風暗斜井在+70m標高落平，落平后，掘石門依次揭穿各煤層后，沿大龍煤層底板布置后期在+70m水平井底車場附近向北東翼以234°方位角，25°傾角，布置二級主暗斜井、二級架空人車暗斜井和二級回風暗斜井，在-230m標高落平，落平后布置井底車場掘石門依次揭穿各煤層后，沿大龍煤層底板布置-230m水平運送大巷，形成礦井開拓系統。井筒布置與原設計相同，在礦井工業廣場內新掘+397m主沿獨連煤層頂板穩定巖層中穿層布置，利用既有+390m平硐進設計在+390m平硐，以33°方位角，25°傾角沿獨連煤層頂板布置一級架空人車暗斜井，利用原提升下山改造作為一級回風暗斜井。主斜井、一級架空人車暗斜井和回風暗斜井在+150m標高落平，落平后布置+150m中部水平車場，然后掘石門依次揭穿各煤層后，沿大龍煤層底板布置+150m中部水平運送大巷。下一步開采+70～+150m區段時，主斜井、架空人車暗斜井、回風暗斜井繼續延伸至+70m標高落平后布置+70m水平井底車場，然后掘石門依次揭穿各煤層后，沿大龍煤層底板布置后期在+70m水平井底車場附近向北東翼以234°方位角，25°傾角，布置二級主暗斜井、因為礦井現實際布置主、副斜井在已經+150m標高落標高形成了中部水平井底車中部水平開拓系統均已布置完畢，所以變更設計在原設計的基礎上增長+150m中部水平。形成礦井開拓系統。水平及采區劃分原設計礦井劃分兩個水平兩個采區，水平標高為+70m和三個采區，水平標高為+150m、開拓系統變更造成水平劃分變化。首采面首采面布置在獨連煤層+230m—+310m標高之間首采面布置在泡碳煤層+150m—+230m標高之間因實際施工揭發，+230m標高以上大龍煤層已缺失，獨連煤層薄化為不可采，泡碳煤層已采完六大系統按原來的產業政策要求未設計六大系統。按目前的產業政策要求，補充了六大系統的設計。坐標系1954年北京坐標1980年西安坐標其他礦井通風，設備選型、供電做相應的變化。以上開拓系統變更引起的相應變更。煤礦施工過程中的建設現狀與原設計不相符合，礦井現實際布置主、設計結合建井過程中巷道的施工情況，決定充分利用原有巷道，變更設計第二節項目設計根據1、《中華人民共和國安全生產法》(主席令第70號，2002年11月1日起施行);2、《中華人民共和國礦山安全法》(主席令7屆第65號，1993年5月1日起施行);3、《中華人民共和國煤炭法》(1996年12月1日起施行);4、《中華人民共和國礦產資源法》(1996年8月29日);(1989年12月26日施行);6、《中華人民共和國勞動法》(2008年1月1日起施行);(1)《煤礦安全規程》(2023版)。023年版);(5)《煤礦防治水要求》(國家安全生產監督管理總局令第28號);(4)《煤礦安全監控系統通用技術要求》(AQ6201-2023);(5)《礦井瓦斯涌出量預測措施》(AQ1018-2023)(8)《煤礦井下消防、灑水設計規范》(GB(9)《建筑防雷設計規范》GB50057-94;(11)《礦井均壓防滅火技術規范》(MT/T626—1996);(1)國家安全監管總局國家煤礦安監局，有關《進一步加強煤礦安全監控系統裝備聯網和維護使用工作的告知》(安監總煤裝[2023]41號);(2)國家安全監管總局、國家煤礦安監局，有關《加強煤礦勞動定員管理嚴格控制井下作業人數的告知》(安監總煤行[2023]218號);(3)國家安全監管總局、國家煤礦安監局，有關《在小煤礦推行專人和安全生產管理人員安全資格準入原則的告知》(安監總煤調[2023]5(5)國家安全生產監督管理總局等，有關《加強煤礦安全生產工作規范企業勞動定員管理的若干指導意見》(安監總礦字[2023]216號);(6)國家安全生產監督管理總局等，《煤礦矸石山災害防范與治理工作指導意見》(安監總煤礦字[2023]162號);(7)國家安全生產監督管理總局，有關公布《禁止井工煤礦使用的設備及工藝目錄(第一批)》的告知(安監總規劃[2023]146號);(8)國家安全生產監督管理總局，有關公布《禁止井工煤礦使用的設備及工藝目錄(第二批)》的告知(安監總煤裝[2023]49號);裝[2023]17號);(10)國家安全監管總局和國家煤礦安監局《有關建設完善煤礦井下(11)《有關規范煤炭資源整合技改工作的告知》(安監總煤監[2023]185號)。(12)《有關進一步加強煤礦建設項目安全管理的告知》(發改能源(13)《國務院有關進一步加強企業安全生產工作的告知》(國發[2023]23號)。(14)國家安全監管總局國家煤礦安監局《有關煤礦井下緊急避險系統建設管理有關事項的告知》(安監總煤裝[2023]15號)。市煤礦建設項目管理要求〉的告知》(渝煤監辦[2023]8號文)。[2023]2號)。三、提供的主要技術資料與審批文件1、設計委托書；8、《重慶市煤炭工業管理局有關永川區煤礦2023年度礦井瓦斯等級鑒定成果的批復》(渝煤監管[2023]59號);9、產紙溝煤礦大龍、獨連、泡碳煤層自然發火傾向及煤塵爆炸性鑒定報10、《重慶市經濟委員會《有關產紙溝煤業有限企業擴建初步設計的批復》(渝經煤管[2023]405號);11、《有關重慶渝西礦業集團產紙溝煤業有限企業擴建工程安全設施設計及安全專篇審查的批復》(渝煤監渝中監一[2023]15號)。13、本礦現場搜集資料統計。本節內容與原專篇相同。第三節建設單位基本情況因為開拓系統變更，造成水平設置變化，礦區范圍拐點坐標改為1980年西安坐標。本節作相應修改，其他未變更。根據產紙溝煤礦采礦許可證(證號：,使用期為2023.7.28~2023.07.28),產紙溝煤礦礦區范圍由4個拐點圈定，礦區走向長1955m,傾斜寬462m,面積0.8786km2,開采大龍、泡炭和獨連煤層，劃定上界標高+500m,下界標高-250m。產紙溝煤礦礦區范圍拐點坐標見表1-4-1。表1-4-1礦區范圍拐點坐標表拐點號XY1開采標高：+500～-250m;開采煤層：泡炭、獨連、大龍；礦區面積0.8786km2。234(一)地質儲量根據重慶市地質礦產勘查開發局205地質隊2023年12月編制的《重檢測報告》,截止2023年12月底，該礦保有資源儲量(122b+333)951kt,其中122b級儲量489kt,333級儲量462kt。按煤層劃分，其中獨連煤層259kt;泡炭煤層282kt;大龍煤層412kt。詳細見表1-4-2。煤層名稱塊段編號及類別估算標高(m)立面積傾角平均厚度(m)容重儲量備注大龍保有5保有200~±0保有100~±0保有100~±0保有保有小計泡炭310~±0保有保有保有保有消耗小計獨連350~±0保有350~±0保有250~±0保有保有小計合計(二)工業資源/儲量根據儲量估算成果，礦區范圍內共有(333)煤炭資源儲量462kt,(122b)煤炭資源儲量489kt。區內地質構造簡樸，煤層賦存穩定，其可信度按0.8計算，則工業資源/儲量=489+462×0.8=858.6kt。(三)設計資源/儲量設計利用資源/儲量為礦井工業資源量減去設計計算的斷層煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱、地面建(構)筑物等永久煤柱損失量后的資源/儲量。即：設計利用資源/儲量=礦井工業資源/儲量一永久煤柱損失永久煤柱損失的計算：1、斷層煤柱損失：根據《重慶渝西礦業集團產紙溝煤業有限責任企業煤炭資源儲量核實煤柱按20m寬度留設，獨連、泡炭煤層留設的井田邊界煤柱長度為3160m,大龍煤層留設的井田邊界煤柱長度為2900m。泡炭煤層：3160×20×0.28×1.35=27大龍煤層：2900×20×0.44×1.35=34則井田邊界煤柱需留設84.16kt。4、地面建(構)筑物：礦井地面無大的建構筑物需留設煤柱。由上述永久煤柱量可得：設計利用資源/儲量=礦井工業資源/儲量一永久煤柱損失=858.6-84.16=774.44kt(四)設計可采儲量設計可采儲量=〔設計利用資源/儲量-(工業場地+主要井巷煤柱煤量)〕×采區回采率根據各煤層底板等高線及儲量估算圖顯示，產紙溝煤業企業工業場地位于各煤層范圍之外，無壓煤建筑物，無需留設工業場地煤柱；主平硐垂直揭穿煤層布置，主斜井和架空人車暗斜井布置在獨連煤層頂板的穩定巖層中，為了預防煤層開采對井筒造成影響，留設井筒煤柱，需留設井筒煤采區回采率不不不不不不大于85%,則可采儲量為：設計可采儲量=(774.44-25.4)×0.85=636.68kt(五)礦井設計生產能力及服務年限因為礦井儲量變化，設計礦井服務年限做相應變更。礦井設計服務年限按下式計算：K——儲量備用系數，取1.4;礦井設計生產能力60kt/a,其服務年限為7.58a。1、開拓方式礦井開拓方式：綜合開拓(主斜井-副平硐),集中布置運送大巷和回井筒布置與原設計相同，在礦井工業廣場內新掘+397m主斜井以37°方位角，25°傾角，沿獨連煤層頂板(即須家河組第六段細砂巖)穩定巖硐進行改造，作為擴建后的副平硐，擔負全礦的人員運送和進風。因為大硐，以33°方位角，25°傾角沿獨連煤層頂板布置一級架空人車暗斜井，利用原提升下山改造作為一級回風暗斜井。主斜井、一級架空人車暗斜井和回風暗斜井在+150m標高落平，落平后布置+150m中部水平車場，然后掘后期在+70m水平井底車場附近向北東翼以234°方位角，25°傾角，落平，落平后布置井底車場掘石門依次揭穿各煤層后，沿大龍煤層底板布2、水平劃分水平、+70m水平和-230m水平，+150m中部水平垂高80m,+70m水平垂高80m,-230m水平垂高300m,+150m中部水平和+70m水平均劃分為一種區段3、主要巷道布置此次設計新掘主斜井以37°方位角，25°傾角，沿獨連煤層頂板穿層設計將架空人車暗斜井和回風暗斜井以33°方位角，25°傾角沿獨連煤層采區劃分：采區。采區內劃分為條帶開采，在走向上每間隔400～500m左右劃分為一種開采區間，每個區間沿煤層作一條回風上山，將運送巷和回風巷連通，開采順序：(1)水平開采順序：先采+150m中部水平(一水平),再采+70m水平(二水平),最終采-230m水平(三水平)。(2)采區開采順序：先開采一采區，后開采二采區，最終采三采區。(3)煤層開采順序：獨連→泡炭→大龍煤層。(5)區間開采順序：區間采用邁進式逐漸向井田邊界推動，工作面采用后退式回采。礦井布置的主要井筒涉及主斜井、副平硐、回風平硐，其技術特征見表1-4-3。表1-4-3井筒特征表井筒名稱主斜井副平硐(主平硐改造)回風平硐(改造)井口座標XY井筒方位角(°)井口標高(m)井筒長度(m)井筒寬度凈(m)掘進(m)井筒斷面凈(m2)掘進(m2)井筒支護支護方式錨噴錨噴錨噴厚度(mm)材料砂漿砂漿砂漿6、采區布置回風大巷，采區內劃分為條帶開采，在走向上每間隔400～500m左右劃分為一種開采區間，每個區間沿煤層作一條回風上山，將運送巷和回風巷連7、建井工期礦井移交生產時的井巷工程量為：改造巷道2087m;新建巷道2710m。根據連鎖工程的控制，礦井一期工程為3.1個月，二期為3.9個月，三期為5.5個月。礦井剩余工期為12.5個月，機電設備聯合試運轉3個月，估計建成投產共需15.5個月(不含準備期)。一期工程為主斜井、+150m井底車場及硐室、副平硐(改造)、一級人車暗斜井(改造)、一級回風暗斜井(改造)、總回風上山(改造)、回風平硐改造，工程量為2087m,其中已完畢工程量為2087m,剩余工程量為2087m。二期工程為+150m集中運送大量為2087m,剩余工程量為2087m。(一)提升設備卷筒直徑1.6m,寬度1.5m,絞車繩速為2.94m/s,最大靜張力Fe=45kN,容繩量880m,配套電機功率132kw。提升主暗斜井提升系統：經計算提升主暗斜井提升用絞車選擇器、擋車攔及聲光信號系統。3、一級架空人車暗斜井人車設備選型設計選用CRZZ30-25°/380型架空人車，傾角25°,架空人車機長585m,主導輪及尾輪直徑1.25m,運營速度0.8m/s。選用18×19S+IWS-20-1670型鋼絲繩，直徑20mm,重量1.56kg/m,破斷電動機：YB250M-6,額定功率30kW,轉速730r/min,額定電壓660V。4、中部架空人車暗斜井和二級架空人車暗斜井人車設備選型中部架空人車暗斜井和二級架空人車暗斜井提升設備選型計算及校驗與一級架空人車暗斜井提升設備選型計算相同，經計算中部架空人車暗斜井選擇RJY18.5-25/400型架空人車一臺，主導輪及尾輪直徑1.25m,運營速及尾輪直徑1.25m,運營速度0.8m/s,配套電機功率30kW。鋼絲繩選用(二)排水設備1、+150m水平排水系統水泵的選型設計選用D85-45×8型離心泵3臺(Q=85m3/h、H=360m,功率132kW),其中1臺工作、1臺備用、1臺檢修。排水管選用中168×5無縫鋼管兩趟，離心泵3臺(Q=85m3/h、H=135m,功率55kW),其中1臺工作、1臺備用、1型離心泵3臺(Q=85m3/h、H=405m,功率160kW),其中1臺工作、1臺備用、1臺檢修。排水管選用中168×5無縫鋼管兩趟備用，最大涌水時兩趟同步工作。(三)壓縮空氣設備設計在地面建立壓風機房，經過主平硐向井下集中供氣。電機功率：55kW。地面運送與原專篇相同。井下運送：工作面煤炭自溜裝車，各區段運送平巷采用人力運送，水平運送大巷采用CTY2.5×6GB礦用防爆特殊型電機車運送，軌道上山采用絞車提升。人員經過架空乘人裝置至各區段運送(回風)平巷，最終到達各采掘進工2、輔助運送方式及設備選型根據該礦的實際情況，井下輔助運送設計采用軌道運送方式。水平運五、供電及通訊因為機械配置及部分設備作合適調整，但礦井電力負荷未發生變化，礦井電氣設備使用容量893kW,用電負荷633.48kW。按年利用小時5000h計，年耗電31.67×10?kW·h,噸煤耗電52.79kW·h。礦井在風井工業廣場上方+440m標高處設有礦井高位水池，容量為250m3,主要為井下防塵灑水和消防用水。水源主要起源于山澗泉水和搜集的雨水。由高位水池敷設一趟D89×4焊接鋼管或塑料管至井下各用水點。井下給水系統為生產、消防和灑水共用系統，供水管路采用枝狀供水管網，局部為環狀供水管路。另在主平硐工業廣場設置一種250m3高位水池，向工業場地供水，另作為井下防塵灑水的備用水池。井下消防和防塵灑水共用一套管路系統，采用風井工業廣場上方+440m標高的消防灑水水池作為水源，水池容量250m3,由回風平硐敷設入井。井下消防灑水管路主管路采用D89×4的無縫鋼管，支管采用D45×3.5鍍鋅管，在工作面運送巷、掘進巷道的灑水管每50m設支管和DN45給水栓一種；在工作面回風巷和其他巷道每隔100m設支管和DN45給水栓一種。另在井底車場、水泵房及變電所、絞車硐室等處的合適位置設消火栓。在采煤工作面進、回風巷各設置防塵水幕一道，在掘進工作面巷道各設置防塵水幕一道。八、技術經濟表1-4-4技術經濟表順序經濟指標原設計變更后1礦井設計生產能力2礦井服務年限3開拓方式平硐-暗斜井平硐-暗斜井4水平個數235投產采區個數1個1個順序經濟指標原設計變更后6達產時回采工作面個數及工作面長度7采煤措施偽斜走向長壁采煤法偽斜走向長壁采煤法8通風方式中央分列抽出式中央分列抽出式9礦井排水排水方式機械排水機械排水一級排水D46-50×9型多級離心泵，3臺，132kWD85-45×8型多級離心泵，3臺，132kW二級排水向-230m延深后，視下山涌水量的變化情況再D85-45×3型多級離心泵，3臺，55kW三級排水/D85-45×9型多級離心泵，3臺，160kW。礦井提升主提升一級提升JTKB-1.6×1.2型防爆提升絞車，132kWJTP-1.6×1.5型礦用提升絞車，132kW(安裝在地面絞車房)二級提升未設計JTKB-1.6×1.2型防爆提升絞車，132kW人員運送一級架空人車JCJ1.25-22型架空乘人CRZZ30-25°/380型架空中部架空人車/RJY18.5-25/400型架空二級架空人車未設計JCJ1.25-22型架空乘人投產時掘進工作面個數4個4個職員在籍總人數礦井全員工效0.82t/工1.25t/工項目總投資1615.49萬元1781.91萬元礦井建設(剩余)工期月本節內容與原專篇相同。第二章礦井開拓與開采第一節煤層賦存及開采條件第二節礦井主要災害原因及安全條件根據重慶市煤炭工業管理局“有關永川區煤礦2023年度礦井瓦斯等級鑒定成果的批復”(渝煤監管[2023]59號)文件，產紙溝煤礦絕對瓦斯涌出量為0.60m3/min,相對瓦斯涌出量為6.65m3/t,鑒定成果為低瓦斯礦井。2、煤(巖)與瓦斯(二氧化碳)突出危險性3、煤塵爆炸危險性根據2023年8月份，國家安全生產重慶礦用設備檢測檢驗中心的檢驗報告，該礦開采獨連、泡碳煤層都有煤塵爆炸危險性，大龍煤層未鑒定，此次礦井按煤塵有爆炸危險性設計。根據2023年8月份，國家安全生產重慶礦用設備檢測檢驗中心的檢驗報告，該礦開采獨連、泡碳、大龍煤層的煤層自燃發火傾向均為Ⅱ類，屬因為開拓系統變更，造成水平設置變化，本章節作相應的修改。本節內容與原專篇相同。采區。采區內劃分為條帶開采，在走向上每間隔400～500m左右劃分為一種開采區間，每個區間沿煤層作一條回風上山，將運送巷和回風巷連通，首采區布置在+150m中部水平，一采區，首采工作面布置在+150～+230m區段的泡炭煤層工作面，礦井達產時再布置兩個獨連煤層工作面。三、主要巷道布置此次設計新掘主斜井以37°方位角，25°傾角，沿獨連煤層頂板穿層設計將架空人車暗斜井和回風暗斜井以33°方位角，25°傾角沿獨連煤層頂板布置；+150m水平運送大巷、+70m水平運送大巷和-230m水平運送大巷也沿大龍煤層底板布置距離大龍煤層底板平距25m。上一水平的運送大巷作為下一水平的回風大巷。礦井投產時，井上下的一切設施必須按設計要求全部建成并投入使用。根據這一原則，礦井建成移交時應完畢的工作涉及：1、井下全部礦建工程量。2、提升、運送、通風、壓風、排水、供水、供電、通訊等系統。3、地面輔助生產系統，地面為生產、生活服務的各項設施和行政福利4、井上、下相應設備及管線安裝工程量。第四節采煤措施及采區巷道布置一、采煤措施的合理性分析二、采掘設備的安全性三、采區巷道布置1、采煤工作面巷道布置沿煤層走向布置工作面運送巷、回風巷；運送順槽和回風順槽經過開切眼連通形成采區開采及通風系統。2、采區巷道布置主斜井和一級架空人車暗斜井在+150m布置中部井底車場，利用+150m石門揭穿各煤層，沿大龍煤層底板平距25m布置+150m中部水平運送大巷，連通+150m集中運送石門、+150m行人石門和+150m集中回風石門，形成通風系統。主斜井和一級回風暗斜井在+230m布置運送石門和集中回風石門，揭穿各煤層后沿大龍煤層底板25m布置+230m回風大巷；另沿煤層走向300~400m劃分一種開采區間，每個區間布置一條回風上山作為下一區間運送巷掘進回風用。區段運送平巷與回風平巷作開切眼，形成采煤工作面回風系3、采區及工作面加強支護本節內容與原專篇相同。第五節頂板管理及沖擊地壓第六節井下主要硐室集中備有各類消防器材，詳見6.3節。三、機電硐室井下機電硐室有變電所、水泵房、絞車房硐室等。采用半圓拱形斷面，采用砌碹支護。變電所、水泵房和絞車房硐室采用全負壓通風。根據安監總煤裝[2023]15號要求，礦井投產時在+150m中部水平井底車場一級架空人車下車場繞道設置永久避難硐室，永久避難硐室的避難人數按采掘工作面最大班人數的1.2倍(54)進行設計。硐室分過分室和避險生存室，采用向外開啟的兩道密閉門構造，門墻周圍按0.3m掏槽，墻體第七節井上、下爆炸材料庫本節內容與原專篇相同。第八節安全出口本節內容與原專篇相同。.第三章瓦斯災害防治本章內容與原專篇相同.第四章礦井通風第一節礦井通風系統與原專篇相同2、通風系統風措施為機械抽出式。回風平硐安設主要通風機2臺，通風設施有地面風機房，在風井井口修建防爆門，回風井掘引風道與風機相連，井下巷道內根據通風需要建造有隔斷風門、調整風門、密閉墻、測風站等，礦井通風各項設施配置齊全。掘進工作面采用局部通風機壓入式通風，采煤工作面采用全風壓“U”型通風。1201采煤工作面(首采工作面):1201采煤工作面其通風路線為：主斜井(副平硐、一級架空人車暗斜井)→一級主暗斜井→+150m集中運送石門→1201工作面運送巷→1201采煤1101采煤工作面(達產工作面):1101采煤工作面其通風路線為：主斜井(副平硐、一級架空人車暗斜井)→一級主暗斜井→+150m集中運送石門→1101工作面運送巷→1101采煤工作面→1101工作面回風巷→+中回風石門→一級回風暗斜井→+390m回風石門→總回風上山→回風平硐1102采煤工作面(達產工作面):1102采煤工作面其通風路線為：主斜井(副平硐、一級架空人車暗斜井)→一級主暗斜井→+150m集中運送石門→1102工作面運送巷→1102采煤工作面→1102工作面回風巷→+230m集二、進回風井數目、位置(風井坐標)、功能、服務范圍及時間目2個；+436m回風平硐為礦井回風井，回風井數目1個。x=3245380,y=35573192,z=+397m。副平硐位于井田北東部+389m標高，井口坐標為x=3245394,y=35573253,z=+389.6m。回風井為北風井位于井田北部+436m標高，井口坐標為x=3245447,y=35573107,z=+436m。3、進回風井服務范圍及服務時間：主斜井、副平硐和回風井均服務于整個礦井開采范圍，服務整個礦井開采時期。三、礦井風量、風壓及等積孔設計變更后因為采掘頭面個數及采掘設備等未發生變化，礦井風量、與原專篇相同與原專篇相同與原專篇相同七、礦井主要通風機及礦井反風設計變更后因為采掘頭面個數及采掘設備等未發生變化，礦井風量、風壓等與原設計相同。礦井主要通風機及礦井反風與原專篇相同。原設計主要通風機型號書寫錯誤(FBCZNo16-II-6型防爆軸流式通風機),主要通風機型號應為FBCDZNo16-II-6型防爆軸流式通風機。設計未變更，經驗算滿足礦井通風安全要求。第五章粉塵災害防治本章節因為開拓系統、采區巷道布置發生變化，對有關內容進行修改，其他與原專篇相同。第一節粉塵危害及防塵措施一、粉塵種類和危害程度分析與原專篇相同。與原專篇相同。第二節煤層注水及采空區灌水防塵與原專篇相同。第三節井下消防、灑水系統與原專篇相同消防灑水水池作為水源，水池容量250m3,由回風平硐敷設入井。井下消防灑水管路主管路采用D89×4的無縫鋼管，支管采用D45×3.5鍍鋅管，主管采在工作面運送巷、掘進巷道的灑水管每50m設支管和DN45給水栓一種；在工作面回風巷和其他巷道每隔100m設支管和DN45給水栓一種。另在井底車場、水泵房及變電所、絞車硐室等處的合適位置設消火栓。在采煤工作面進、回風巷各設置防塵水幕一道，在掘進工作面巷道各設置防塵水幕一道。本礦井井下消防灑水系統為靜壓供水系統。礦井工業場地設200m3高位水池(池底標高+410m),經管網靜壓供浴室、鍋爐、食堂、機修、辦公室等用水和地面儲煤場灑水。回風平硐工業場地設250m3消防水池(隔成兩隔，其中備用水池：100m3)。井下消防灑水高位水池標高為+440m,并設有備用防塵水池，其容量不不不不不不大于永久性防塵水池的二分之一，井下消防與生產、防塵管道為合用管道，經管網供風機房及井下防塵、消防灑水。礦井井下消防用水最不利點的水壓不不不不大于0.35MPa不不不不不大于發生火災用水量及延續時間1、生產、防塵灑水：102.9m3/d;2、井下消火栓：7.5L/s,延續時間6小時；計算一次火災用水量123m3,考慮生產、防塵灑水，設計按水池容積為200m3設置構筑物及設備。干管管徑：V—最有利管徑的流速，一般為1.2～1.8m/s最為經濟，取干管管徑D89×4,管材選用無縫鋼管。與原專篇相同。與原專篇相同。五、給水系統井下消防灑水主管路采用中89mm的無縫鋼管，在工作面運送順槽及回第六章防滅火專篇相同。第七章礦井防治水第八章電氣安全本章節因為開拓系統、采區巷道布置發生變化，對有關內容進行修改。其他與原專篇相同。第一節礦井電源及送電線路第二節礦井主變電所因為部分設備型號作合適調整，但礦井電力負荷未發生變化，供電部礦井電氣設備使用容量893kW,用電負荷633.48kW。按年利用小時5000h計，年耗電31.67×10°kW·h,噸煤耗電52.79kW·h。礦井電力負荷統計見表8-2-1。表8-2-1礦井電力負荷統計表負荷名稱電壓設備容量(kW)需用系數變壓器容量(kVA)變壓器負荷率全部工作視在(kVA)有功無功地面變電所負荷壓風機提升機充電機修辦公樓水處理照明宿舍綜合樓食堂通風機地面負荷合計變壓器負荷率井下負荷1.采煤污水泵負荷名稱電壓設備容量(kW)需用系數變壓器容量(kVA)變壓器負荷率全部工作視在(kVA)有功無功回柱絞車煤電鉆2.掘進局部通風機探水鉆煤電鉆污水泵3.提升架空乘人器4.排水水泵中央變電所合計變壓器負荷率總計變壓器損失無功功率補償無功功率補償后合計第一節提升設備(一)主斜井絞車選型(1)主斜井絞車房設置在地面(2)主斜井提升斜長769m,傾角25°;(3)工作制度：每年工作330天，每天兩班提升；(5)運送量：煤91t/班；矸石14t/班(按年產量的15%計);設備、材料4次/班：炸藥：1次/班；雷管：1次/班，其他1次/班；自重520kg;MPC2-6A型平板車，自重490kg;(7)井底車場：平車場；(8)每天提升時間16h。2、選型計算(1)提升距離式中：Ls—一級主暗斜井斜長(m),769m;(2)一次提升循環時間式中：V?——提升速度，m/s,取2.94m/s;提升炸藥、雷管時，取1.0m/s。經計算，一次提升煤、矸、材料、設備的時間為645s,一次提升炸藥、雷管的時間為1896s。(3)最大班提升時間1)小時提升量A(t/h)礦井年產量(涉及矸石)(t/a);1.25——提升不均衡系數；1.2——提升能力富裕系數；2)一次提升量Q(t/次)3)煤炭、矸石、材料、設備及其他提升量最大班提升時間平衡詳見表9-1-1。表9-1-1最大班提升時間平衡表序號作業項目單位每班提升量每次提升量次數/班時間/次時間/班(h)1煤炭噸2矸石噸33材料、設備次45炸藥次16雷管次17其他次18合計最大班提升時間為7.16h,不不不不不大于7.5h,滿足規范要求。(4)一次提升礦車數1)一次提升礦車數Z(輛)按下式計算：式中：ψ一裝載系數，傾角為25°時，ψ取0.85;γ—煤的散集密度取0.9t/m3,矸石的散集密度取1.4t/m3;2)根據連接器強度計算礦車數輛，提升煤炭時一次提升5輛；輛，提升矸石時一次提升3輛。式中：n——礦車連接強度要求的一次串車數，輛；F——礦車連接器允許的最大牽引力，常用F?=58800N;q——礦車裝載質量，kg;qn——礦車質量，kg;β——井筒最大傾角，度；w——礦車運營阻力系數，取w=0.015;g——重力加速度，g=9.8m/s2。3、提升鋼絲繩選擇(1)初選鋼絲繩(2)效驗鋼絲繩P——鋼絲繩每米質量，kg/m;G?——貨載重量，kg;β——主斜井傾角，25°;f?——礦車運營阻力系數，f,取0.015;f?——鋼絲繩運營阻力系數，f?取0.25;L?——鋼絲繩斜長=提升斜長+過卷斜長(m),取810m。Q=〔5×(592+765)×(sin25°+0.015cos2鋼絲繩安全系數提煤時：提矸時：4、提升絞車配套電機驗算(1)電動機功率計算n——減速機傳動效率，取η=0.9。設計選用電動機功率Pe=132kW的電機符合(2)電動機過載系數5、提升絞車的選型成果根據上述計算，設計主斜井絞車選用JTP-1.6×1.5P型礦用提升絞車，配套電機功率132kW,能滿足礦井提升要求。其技術參數見表9-1-2。表9-1-2JTP-1.6×1.5P型提升絞車技術參數最大靜張力鋼繩最大直徑容繩量直徑寬度功率轉速(二)提升主暗斜井提升設備選型提升主暗斜井從+70~-230m,垂高300,傾角25°,斜長710m,巷道中鋪設22kg/m鋼軌，軌距600mm。主暗斜井提升系統計算及校驗與一級主暗斜井提升系統計算相同，經計算主暗斜井提升用絞車仍分別選擇JTKB-1.6×1.2型防爆提升絞車一臺，6×7+FC-24-1670型鋼絲繩，完全能滿足設計生產能力的要求，且有一定的提升主暗斜井提升系統計算與校驗從略。二、提升絞車房照明及防護隔離和消防設施1、照明：設計各絞車房均選用一臺礦用防爆照明綜合保護裝置作為機房照用和上山信號電源ZBZ-4M/0.66/0.133,照明燈具選用DGS20/127YA型礦用防爆型節能熒光燈。2、防護設施：提升絞車的聯軸器、以及裸露的傳動部件必須采用可拆卸的保護罩隔離。3、消防設施：在絞車硐室外必須設計一種消防栓(DN50),并配置0.5m3砂箱一種、52mm消防水槍一種、10L泡沫滅火器四臺、8kg干粉滅火器四臺，中52mm消火水龍帶φ52mm多用消火水槍一支、52mm迅速接頭二個。三、設備選型的合理性及運營安全性分析1、設計按礦井的使用條件進行選擇提升設備，主斜井絞車房設置在地面距井口距離約30m處，主斜井所選擇的設備為礦用提升絞車，JTP-1.6×1.5礦用提升絞車(帶安全閘和工作閘),具有產品合格證、安全標志，符合《煤礦安全規程》和礦井使用條件的要求。提升暗所選擇的設備為礦用防爆提升絞車，JTKB-1.6×1.2礦用防爆提升絞車(帶安全閘和工作閘),具有“兩證一標志”(產品合格證、防爆合格證、安全標志),符合《煤礦安全規程》和礦井使用條件的要求。2、根據礦井使用條件和提升量充分的考慮了多種條件下的備用系數后進行計算選擇的提升絞車，所以所選擇的絞車是合理的。3、從所選絞車的各類裝置進行分析：該絞車具有(帶安全閘和工作閘)、預防過卷裝置、預防過速保護、過負荷和欠壓裝置、限速裝置、深度指示器失效保護裝置、閘瓦磨損保護、松繩保護、減速功能保護裝置等、絞車的天輪、絞車的滾筒直徑、鋼繩等進行分析，所選絞車是合理的，能達成安全運營的要求。四、提升機安全制動與原專篇相同五、提升機機電保護裝置及電氣保護與原專篇相同六、斜井提升各類連接裝置的安全系數校驗與原專篇相同七、立井井筒設施與原專篇相同，該礦井為缺項。八、斜井跑車防護裝置及車場信號裝置第二節膠帶運送設備與原專篇相同，本礦井沒有采用膠帶運送機，所以不需選型及相應的第三節機車運送1、礦井現行運送方式2、運送方式的選擇根據礦井生產能力，運量和運距情況，礦井水平運送大巷采用礦用防爆蓄電池機車牽引1t原則礦車運送，煤層區段平巷采用人力推車運送，工平巷坡度為5%,鋪設615鋼軌，砼軌枕，軌距為600mm;提升斜井傾角為25°,鋪設622鋼軌，砼軌枕，軌距為600mm。3、大巷人車礦井主要大巷長度均未超出1.5km,設計人員在主要大巷上下班采用步二、大巷運送設備選型1、設計根據礦井采用綜合開拓(主斜井副平硐),礦井設計生產能力為60kt/a,矸石運送量按15%計算。井田走向長1.95km,運送大巷及區段集中巷，設計采用防爆型蓄電池機車運送。裝煤采用MGC1.1-6A型礦車，另配有少許的MLC2-6A型材料車和MPC2-6A型平板車運送大件材料設備。2、設計選型根據井下煤炭、矸石的運送量和運送距離，設計初選CTY2.5×6GB型防爆蓄電池機車牽引運送，列車構成按下式計算：(1)按重列車上坡開啟條件：P.—機車粘著質量，2.5t;P—電機車的質量，2.5t;g—重力加速度，9.8m2/s2;α—列車開啟加速度，0.04m/s2;w?一重列車開啟阻力系數，0.0135;i—運送線路平均坡度，‰,對于運送大巷取5%。(2)按牽引電動機允許溫升條件：式中：Fa—電機車等值牽引力，2.7kN;a—電機車調車時電能損耗系數，取1.1;一重列車運營阻力系數，0.009;i—等阻坡度，‰,對于滾動軸承的礦車，2%;T—相對運營時間，經計算得0.73。式中：0—調車及停車時間，20min;T:—列車來回一次運營時間，經計算得54min。式中：L—加權平均運送距離，1.5km;v—機車平均速度，4.5km/h。(3)按一種班內一臺機車的電能消耗計算：U一蓄電池組平均放電電壓，48V;η—從牽引電動機到蓄電池組的總效率，0.7;α—調車電能消耗系數，1.1;L.一最大運送距離，1.5km;m—1臺機車在班內的來回次數，經計算取5.67次；o,一重列車運營阻力系數，0.009;i一等阻坡度，2‰。P—電機車質量，2.5t。(4)車組中礦車數n確實定：經以上3種條件計算，選用最小的電機車牽引質量為23.7t。,確保一定的富裕系數，取13輛(5)制動距離驗算：v—列車制動時的速度，4.5km/h;經計算，每列車的礦車數為13輛，制動距離為3.9m,符合《煤礦安全規程》在運送物料時不不不不不大于40m的要求。(6)礦井機車工作臺數1)電機車來回一次所需要時間為：2)每臺電機車每班可能運送的次數：式中T—電機車每班工作小時數，7h。3)每班需要的列車數：k—運送不平衡系數，1.25;k?—矸石系數，1.2;A.—礦井班產量，61t;n—列車中的礦車數，13輛；q—礦車裝載質量，1t。4)礦井所需電機車總臺數：根據上述計算成果，礦井投產時期需要CTY2.5/6G型礦用防爆特殊型蓄電池電機車總臺數為3臺(2臺工作，1臺備用)。后期機車臺數根據不同的運送距離增長，以滿足后期運送要求。與原專篇相同與原專篇相同第四節井下其他輔助運送設備一、一級架空人車暗斜井架空人車(+390～+150m)(一)設計根據一級架空人車斜井傾角25°,斜長585m。提升容器：斜井架空乘人裝置提升量：最大班下井人數，估計54人(二)提升設備選型式中：Z——沿線長度每側所掛吊椅的數量，39個，間距15m;G——吊椅涉及所乘人員的質量，取75kg;δg——鋼絲繩抗拉強度，取1670Mpa;m——鋼絲繩安全系數，取6;L——運送線路長度，585m;Sain——鋼絲繩最小張力，約2000kg:w——托繩輪轉動阻力系數，取0.25;β——運營線路傾角，25°。根據計算成果，設計選用18×19S+IWS-20-1670型鋼絲繩，直徑20mm,重量1.56kg/m,破斷力總和207kN;2、設備牽引力3、安全系數校驗4、電機功率v——吊椅運營速度，0.8m/s;η——機械傳動效率，取0.8。N=1.1×2459×0.8/(102×0.8)5、繩輪直徑6、人員運送時間K——乘車延誤系數，取1.1;n——乘車人數，54人/班；(三)設計選型成果2、提升容器：斜井架空乘人器，間距15m;3、鋼絲繩：選用18×19S+IWS-20-1670型鋼絲繩，直徑20mm,重量1.56kg/m,破斷力總和207kN;4、架空乘人裝置：CRZZ30-25°/380型，驅二、中部架空人車暗斜井和二級架空人車暗斜井提升設備選型垂高80,傾角25°,斜長175m。二級架空人車暗斜井從+70~-230m,垂高300,傾角25°,斜長710m。中部架空人車暗斜井和二級架空人車暗斜井提升設備選型計算及校驗與一級架空人車暗斜井提升設備選型計算相同，經計算中部架空人車暗斜井選擇RJY18.5-25/400型架空人車一臺，主導輪及尾輪直徑1.25m,運營速144GB8918-2006-主要用途鋼絲繩，直徑20mm,重量1.44kg/m,破斷力總和251.3kN;二級架空人車暗斜井選擇JCJ1.25-22型架空人車一臺，主導輪中部架空人車暗斜井和二暗架空人車暗斜井提升設備選型計算與校驗三、安全裝備設計采用電動制動裝置，必須與電氣控制系統相閉鎖，設計選用PLC可編程序自動化控制系統，該系統具有：機頭、機尾越位保護、欠速打滑保護；過速飛車保護、重錘下限位保護、全巷道突出事件緊急停車保護、鋼絲繩斷繩保護、防掉繩保護、上變坡點掉繩捕繩保護、吊椅防過擺保護、人員上下車地點應裝設語音信號裝置；以上任一安全保護項目發生時，PLC裝置自動檢測信號，乘人裝置立即停車，同步發出聲光報警，顯示屏上顯示全安保護項目，只有消除故障之后系統才會解除閉鎖和重新開啟運營。四、架空乘人裝置運送安全措施1、巷道傾角不得超出設計要求的數值；2、蹬座中心至巷道一側的距離不得不不不不不大于0.7m(設計值為0.8m),運營速度不得超出1.2m/s(設計值為1.0m/s),乘禁間距不得不不不不不大于5m(設計值為20m)。3、無極繩人車的驅動裝置必須有制動器。4、吊桿與牽引鋼繩之間的連接不得自動脫扣。5、在下人地點前方必須設置越位自動停車的安全裝置，應裝備沿途能自動停車保護裝置。6、在運營中人員要坐穩，不得引起吊桿擺動，不得手扶牽引鋼絲繩，不得觸及鄰近的任何物體。7、禁止同步運送攜帶爆炸物品的人員。8、每日必須對整個裝置檢驗一次，發覺問題及時處理。9、應裝設在運營途中任何一點均向司機發出停車信號的裝置，同步應在井巷內配置足夠的照明。10、鋼繩在一種捻距內斷絲斷面積與鋼絲總面積之比達成25%時必須進行更換；必須定時對座鉤、鋼絲繩、托輪、電動機、減速器、制動裝置、信號裝置等進行定時檢驗檢修，并作好檢驗檢修及更換統計。11、必須在機頭、機尾、沿途設置緊急信號和信號裝置，而且必須人12、乘座人員禁攜帶超長、超寬、超重物件，在乘人管理制度必須明確此要求，在各人車斜巷的入口應裝設預防物品墜落的設施。第五節壓縮空氣設備一、用風設備及風量礦井為低瓦斯礦井，煤層自燃傾向性為自燃煤層，煤塵有爆炸危險性。1、礦井設計生產能力：60kt/a;2、井下風動設備：井下4臺ZY24型風鉆，耗風量11.2m3/min;3、井下采掘最多人數：54人，耗風量16.2m3/min;4、輸送距離最遠的管路距離：3000m。二、壓風系統方案比較壓風系統方案有地面固定壓風、井下固定壓風和井下移動壓風等，根文件要求，選用地面固定壓風方案，設計在主井工業廣場的空壓機房，安裝空氣壓縮機，壓風設備安在室內，儲氣罐安裝在室外，壓縮空氣用無縫三、選型計算1、擬定礦井空壓機站必須的排氣量：該礦井下風動設備技術特征及耗表9-5-1風動工具參數表風動工具型號最大班使用臺數耗風量使用地點鑿巖機4掘進工作面該礦井壓風自救系統供風，原則按每人0.3m3/min,計算耗風量見表表9-5-2壓風自救系統耗風量表每人需風量最大班可能被困最多人數耗風量(m3/min)使用地點壓風自救系統54人井下全部行人巷道式中：α——沿管網全長漏氣系數，取1.15;Y——海拔修正系數，取1.0;∑n;——最大班可能被困最多人員，54人；q?——每人供壓縮空氣量，取0.3m3/min;2、估算空壓機必須的出口壓力P=(P+ZAp,+0.981)×10°,N/m2=(5+0.p—風動工具的工作壓力，按5×10?N/m2計算；ZAp,一壓氣管路中，最遠一趟管路的壓力損失之和，可按每公力損失：N/m2。3、壓風機選型工作，1臺備用，該壓風機排氣量10m3/min,排氣壓力0.8MPa,配套電機功率4、壓風機站主要附屬設備：壓風機房內設5t手動單梁起重機一臺，供檢修設備之用。5、壓風管路的直徑計算及選擇：礦井主平硐及水平運送大巷為主管路，其他為分管路。井下輸氣管路均采用無縫鋼管。(1)主管路選擇：主干管道選用φ108×4.5mm的無縫鋼管，管路連接除設備、法蘭等處外均采用管接頭。(2)分管路選擇：分管路計算、管子規格，經過的壓氣量，見表9-5-3。表9-5-3分管路統計表管路名稱管路實際長度經過的壓氣量計算管徑選用管子規格(外徑×壁厚)壓力損失至采煤工作面管路至掘進工作面管路至總回風巷管道6、擬定空壓機的出口壓力至總回風巷的管路壓力損失最大，故以此作為根據。計算如下：(1)計算壓力損失主管的壓力損失為式中：Li—主管路的計算長度(涉及局部損失的當量長度15%在內);Li一主管路的實際長度，2500m;d—主管路的原則管徑，0.099m;Q—經過主管路的壓氣量，20m3/min。(2)最終擬定空壓機的出口壓力空壓機的最大壓力損失：Z4pm=(△p+△PA風)×10?=(0.62+0.22)×10?=0.84×10?(N/m2)則空壓機的出口壓力：P=(P+Z4a+0.981)×10°,N/m2=(5+0故所選用的LGFD-13/8型空氣壓縮機的出口壓力為8×10?N/m2滿足要四、壓風機選擇及裝置根據上述計算，查表選用3臺MLGF-10/8-55G型固定式空氣壓縮機3臺(空壓機技術特征見表9-5-4)在地面壓風機房向井下供風，2臺工作，1臺備用。該壓風機為螺桿式，風冷。表9-5-4MLGF-10/8-55G型固定式空氣壓縮機主要技術特征空壓機型號排氣量排氣壓力冷卻方式電機功率外形尺寸重量風冷六、地面空壓機房的布置2、地面空壓機房應是獨立建筑物，站址應接近負荷中心，供電、供水3、空壓機房應預防接近散發有害物質(如可燃氣體、腐蝕性氣體，有毒氣體和煤塵等)的場合，并位于上述場合整年風向最小頻率下風側。5、儲氣罐應布置在空壓機房外陰涼處，立式儲氣罐與墻中心的凈距不宜不不不不不大于儲氣罐高度的二分之一。6、空壓機吸氣系統的進氣口應設在室外，必須有過濾裝置，還應有防雨措施，其高度一般在3m以上。吸氣管應盡量降低拐彎，其長度一般不宜超出12m。7、空壓機至儲氣罐之間的排氣管上應裝設止回閥。逆止閥與空壓機之間應設放散管。儲氣罐至輸氣管之間應裝閘閥。8、地面空壓機房及儲氣罐必須設置可靠的防雷電裝置。地面入井的壓風管路，必須在井口附近將金屬體進行不少于2處的良好的集中接地。七、壓氣設備事故分析1、管路和儲氣罐積碳，在高溫高壓氣體的作用下，可能會發生燃燒和爆炸事故。2、儲氣罐爆炸：因為長久在高壓高溫的作用下、以及腐蝕作用，可能降低其厚度或金屬材料的強度，在異常超壓時可能造成儲氣罐爆炸事故。3、管路振動：因為壓縮空氣節中存在油和水，在低溫時會結成水或油滴，如不排出長久的積聚，在高壓氣體的作用下會造成管路的管路振動現象。4、機械事故：長久運營，機械部件磨損超限，不定時的檢修；或油位不足，造成無油潤滑等均可能造成曲軸、連桿、活塞等部件損壞造成機械重大事故等。5、電氣事故：電動機、控制設備不定時檢修、選型不與負荷相匹配，不裝設過流、接地等保護裝置，可能造成燒壞電動機、電纜燃燒、觸電事6、噪音：它影響人體的心臟、神經系統、消化系統等。八、防范壓氣設備事故的主要技術措施1、必須選擇符合要求的潤滑油，空壓機必須使用閃點不低于215℃的按生產廠家所要求的潤滑油進行選擇，空壓機潤滑油必須進行過濾之后方可加入到設備中去。必須設置斷油保護裝置或斷油信2、空壓機設壓力表和安全閥：必須分別在空壓機的排氣缸、儲氣罐上裝設壓力表和安全閥，安全閥動作壓力不超出額定壓力的-1.1倍，壓力表的最大壓力不不不不不不大于額定壓力的1.5倍，壓力表和安全閥必須定時的校驗并作好封鉛，安全閥必須每天進行一次手動試驗，確保其靈活可3、斷油保護或信號裝置：在空壓機的曲軸箱或螺桿箱內必須裝設油位進出水口)均裝設溫度測量及溫度繼電器，在空壓機的排氣溫度不超出190℃,必須裝置溫度保護裝置，在超溫時能自動切斷電源。儲氣罐內的溫度不超出120℃,并裝設超溫保護裝置，在超溫時能自動切斷電源或報警。6、吸氣過濾裝置：在空壓機的吸氣節口裝設過濾裝置，過濾裝置必須應裝設在灰塵少、干燥和陰涼的場合，空氣經過濾風器的速度不超出1.1~1.5m/s,空氣在吸風管內的速度不超出10～12m/s。一臺空壓機單獨配置一臺儲氣罐，在儲氣罐上必須裝設安全閥、檢驗孔、壓力表和放油水和連接管。必須定時清除儲氣罐內油垢，新安裝或檢修后的儲氣罐應用1.5倍空壓機工作壓力做水壓試驗(涉及壓風機至儲氣罐之間的管路)。8、出口管路釋壓閥(作為后備保護裝置):在空壓機儲氣罐與供風管路的連接處必須裝設釋壓閥，釋壓閥口徑不不不不不不大于出風管直徑，釋放壓力應為空壓機最高工作壓力的1.25~1.4倍。釋壓閥的出口不能有9、聯軸器、皮帶傳動部分的安全防護：空壓機的聯軸器、皮帶傳動部10、與供氣總管間的切斷閥：在壓機的吸氣管路上必須裝減荷閥，該閥與壓力調整器配合作用，壓力調整器一端連接儲氣罐，另一通道連接減荷閥，壓力調整器的開啟壓力不得高于預先設定壓力的6%,不低于關閉壓力的6%。11、機房的安全出口：在壓風機房必須設置二個安全出口，出口的面積不低于3m2,高不低于2.0m,寬不低于1.5m,安全出口的門必須向外開。間距不少于20m,接地電阻不超出5Ω;壓風管路系統采用無縫鋼管法蘭連管路沿巷道敷設時，其高度不低于500mm,在巷道一幫采用固定卡箍固定，不不不不大于85dB(A)時，配置個人防護用具，不不不不大于或等于90dB 15、壓風機檢修的安全措施1)檢修前必須切斷電源，并掛上“有人工作的禁止牌”,并經檢驗確2)必須切斷與檢修設備相連接的一切進氣氣源。3)在檢修儲氣罐之前必須選測試溫度和氣體的成份，不允許在高溫下進行作業，必須先打開檢驗孔讓其充分通風情況下進行，同步在儲氣罐內作業時必須根據作業的情況制定通風方案，確保的充分的氧氣濃度；在進第十章井下安全避險六大系統第一節礦井安全監控系統(1)開采技術條件1)地質構造：井田地質構造屬于簡樸。2)井田范圍：井田范圍由4個拐點圈定，開采大龍、泡炭和獨連煤層，開采標高+500～-250m,井田走向長1955m,傾斜寬462m,井田面積3)煤層：井田范圍的含煤地層為三疊系上統須家河組(T?xj),礦井可采煤層3層，其編號為從上到下依次為獨連、泡炭和大龍煤層，獨連煤層厚0.09～0.25m,平均厚0.23m,泡碳煤層厚0.10～0.30m,平均厚0.28m,大龍煤層構造復雜，上分層煤厚0.18～0.28m,夾矸為細砂巖，厚0.20m,下分層煤厚0.14～0.23m;凈煤平均為0.43m,煤層平均傾角為70°。4)礦井開拓開采：礦井采用綜合開拓，布置主斜井和副平硐兩個進風井筒，全礦井布置一種回風井服務于全礦井，將井田劃分為三個水平(即+150m中部水平、+70m水平和-230m水平),將一種水平劃分為一種采區，采區內劃分為條帶開采，在走向上每間隔400～500m左右劃分為一種開采區間，每個區間沿煤層作一條回風上山，將運送巷和回風巷連通，構成回采工作面進、回風系統，采用走向偽斜長壁采煤法，達產時布置三個炮采5)礦井通風、運送、排水、壓風Ⅱ-6型防爆軸流式通風機，使用一臺，備用一臺；采煤工作面"U"型通風，掘進工作面采用FBDN25.0/2×5.5型局部通風機壓入式通風，硐室采采煤工作面煤炭自溜至運送巷直接裝車，采面運送巷采用人力推車，運送大巷選用CTY2.5×6GB礦用防爆特殊型蓄電池電機車3臺(2臺工作，1臺備用)。主斜井選用JTP-1.6×1.5P型礦用提升絞車一臺，一級行人暗斜井選用CRZZ30-25°/380型架空乘人裝置一臺。選用SA-75A型(風冷式空壓機)空壓機二臺向井下提供壓縮空氣，同步(2)安全條件1)礦井瓦斯等級：根據渝煤監管[2023]59號文件《重慶市煤炭工業管理局有關永川區煤礦2023年度礦井瓦斯等級鑒定成果的批復》,產紙溝煤2)煤塵爆炸危險性：根據國家安全生產重慶礦用設備檢測檢驗中心的鑒定報告，該礦開采獨連、泡碳煤層都有煤塵爆炸危險性，大龍煤層未鑒3)煤層自燃發火傾向性：根據國家安全生產重慶礦用設備檢測檢驗中4)地溫、地壓：該地域地溫正常，無地熱危害，根據鄰近礦井數年的開采，本區未發生過沖擊地壓，故此次按無沖5)礦井水文地質：礦井水文地質條件屬簡樸。2、安全監測監控系統的選擇(1)系統的選擇原則1)安全監測監控設備必須具有故障閉鎖功能：當與閉鎖控制有關的設備未投入正常運營或故障時，必須切斷該監控設備所監控區域的全部非本質安全型電氣設備的電源并閉鎖；當與閉鎖控制有關的設備工作正常并穩備用。與調度電纜或動力電纜共用。信號。測、監控系統。6)在設計過程中一直遵照系統應具有可靠性、先進性、開放性的原則，足眼前，兼顧長遠，經濟合理的設計原則。管理礦井電力、信息集閉、風電瓦斯閉鎖等監控子系統。該系統能實時連續地監測井下、井上多種環境安全參數和生產工況參數，監測參數可長久連續以磁盤文件方式存儲并自動進行統計分析。系統監測的有害參數超限時，能自動報警，井下分站能可靠地實現風、電、瓦斯閉鎖功能。該系統能提供多種診療功能，涉及系統的傳播校驗，誤碼率測試，傳感器故障統8)煤礦安全監控系統必須24h連續運營。接入煤礦安全監控系統的各類傳感器穩定性應不不不不不不大于15d。9)煤礦安全監控系統傳感器的數據及狀態必須傳播到地面主機。系統10)煤礦必須按礦用產品安全標志證書要求的型號選擇監控系統的傳感器、斷電控制器等關聯設備，禁止對不同系統間的設備進行置換。11)鄉鎮煤礦必須實現縣(市)范圍內高瓦斯和煤與瓦斯突出礦井安12)煤礦區隊長以上管理人員、安檢員、班組長、爆破工、電鉗工下13)煤礦采掘工、打眼工、在回風流工作的工人下井時宜攜帶甲烷檢另外在監測監控系統機房、線路及下井處均設有防雷電裝置，以確保(2)系統的選擇根據井下開拓方式及采掘工作面的配置情況，在井下各采掘工作面、主要回風巷、機電硐室及大巷等處設置瓦斯、風速、負壓、風筒、風門、設安全、生產安全監測監控系統，主要監測各采掘工作面的主要機械設備等工作情況、局扇的開停、地面通風機運營情況實現監測和監視。為便于集中管理、合理使用，礦井安全監測和生產監測合用一套監測圖形工作站、通信接口、避雷器、系列監控分站、多種傳感器和控制執行器等部分構成。是一套集礦井安全監控、生產工況監控內容為一體的礦井(3)系統簡介該系統是重慶煤科院自主研制開發的品牌產品，在我國煤炭行業得到了大量推廣應用，連續數年市場擁有率第一，取得了良好信譽，深受廣大1)系統構成：采用時分制分布式構造，主要由地面監控主機、數據庫服務器、網絡終端、圖形工作站、通信接口、避雷器、系列監控分站、多種傳感器和控制執行器等部分構成。是一套集礦井安全監控、生產工況監2)主要特點①系統全方面滿足AQ6201-2023新的煤礦監控系統行業原則，國內首②產品自配套性強，系列化齊全，性價比高，全套系統設備由重慶煤③具有良好的開放性和可伸縮性，采用模塊化設計，組態靈活。能滿④地面監控中心運營在原則的EthernetTCP/IP網絡環境，操作系統平臺為中文Win98/2023/2023,能夠便實現網上信息共享和網絡互聯。支持Internet/Intranet模式的Web系統綜合監控信息瀏覽。⑤系統顯示畫面采用文本、圖形兼容方式，顯示信息直觀、生動，具⑥具有實時數據存儲和多種統計數據存儲能力。數據存儲時間長、查⑦有系列化，多用途監控分站，功能豐富，具有甲烷斷電儀及甲烷風電閉鎖裝置的全部功能。有完善的數據停電保存能力，確保監測數據和設置數據信息不丟失。配有智能口，可采用RS485通訊方式的多種傳感器及設⑧當通訊線路斷線后，分站能保存2h以上的數據，待通訊線路恢復后，⑨分站及傳感器全方面實現了智能化和紅外遙控調校、設置。分站模擬量和開關量端口可任意互換，并支持多種信號制，有實時數⑩分站電源具有寬范圍動態自適應能力，適合礦井電網波動大的嚴酷環境。其備用電池可確保2h以上的供電容量。控和傳感器就地控制)。具有斷電回饋信息比較，若異常則報警。報警和統計并自動切斷故障支路。有完善的多級口令保護功能。3)主要參數指標容量：128個，1024個輸入量，512個控制量；傳播速率：2400bps;分站到傳感器傳播距離：≤2.5km;巡檢周期：≤30s;處理精度：≤±0.5%;畫面刷新：≤4s;電源波動：90～110%(地面)、15~75%(井下);煙霧、開停、風門、饋電、流量、電流、電4)系統主要的設備參數及特點配置監控主機IPC6102臺，數據庫服務器2臺；圖形工作站1臺(可選配2屏或4屏、多屏模式);KJJ46數據通信裝置2臺；噴墨打印機1臺；山特3kVA在線不間斷電源1臺；DHX90避雷器1套；10/100M自適應網絡集線器1臺；可配接多達255臺遠程網絡終端，實目前不同地點監控信息的遠程實時共享；軟件運營平臺為WIN98/2023/2023環境，經過Ethernet以太局域網構成全網絡化環境，協議支持原則TCP/IP等。②KJJ46型數據通信接口：它是KJ90NA型煤礦監控系統的關鍵設備，主要實現地面中心站與井下監控分站之間的數據雙向通信、地面非防爆設通訊方式：DPSK/RS485;通訊速率：2400bps;通訊距離：25km;③礦井系列監控分站統的關鍵配套設備，主要實現對多種傳感器數據采集、實時處理、存儲、KFD-2:16個輸入端口，8個控制輸出，最多安裝16個傳感器(模擬KFD-3:8個輸入端口，4個控制輸出，最多安裝8個傳感器(模擬量KFD-3X:4個輸入端口，2個控制輸出，最多安裝4個傳感器(模擬量顯示方式：6位數碼管預警方式：16個發光指示防爆型式：礦用本安型ibI(+150℃)5)各類傳感器的有關參數①甲烷傳感器(KG9001C):甲烷傳感器設置在井下工作面、掘進頭、回風巷道等地方，垂直懸掛，距頂板不得不不不不大于300mm,距巷道側壁量超限時，應具有聲光報警功能，同步由有關設備切斷相應范圍的電源。傳感器的測量范圍：低濃型：0.00～10%CH,高濃型：0.00～100%CH?,高下濃型：0.00～10～100%CH,管道型0.00～100%CH?傳感器的測量誤差：相對誤差≤±10%×測值(相對值);響應時間：<30s;報警方式：聲光報警；工作方式：連續；使用條件：環境溫度0~40℃,相對溫度<95%。②開停傳感器(GT-L(A)):開停傳感器安裝在設備動力電纜上，經過導通);停態電流：<1mA(NPN晶體管共地截止);檢測敏捷度：3A;響應時③風門傳感器(GML(A)):安裝在井下各風門設置處，用以監測各風門的開、關狀態，確保井下風路通暢。檢測敏捷度：>5cm;響應時間：<1s④負壓傳感器(GF型):負壓傳感器安裝在礦井風硐內，用以連續監測相對溫度：<95%。⑤溫度傳感器(GW50(A)):安裝在硐室或巷道內，用以連續監測溫度。垂直懸掛，距頂板不得不不不不大于300mm,距巷道側壁不得不不不不不大于200mm。測量范圍：0～50℃;測量精度：0.5℃;使用環境：0～50℃;相對溫度：<95%⑥風速傳感器(KGF15):風速傳感器安裝在礦井進、回風井、采面回頻率：200~1000Hz;5～15Hz;5～155Hz;電源：12～24V.DC;顯示方式：⑦粉塵濃度傳感器(PPD4NS):粉塵濃度傳感器合用于煤礦及其他有爆炸危險性的作業環境中現場連續監測其大氣中的總粉塵濃度。能精確、及時地反應粉塵作業場合中粉塵的污染情況。主要技術指標：總粉塵濃度測量范圍：0.1～500mg/m3;測量誤差：±15%;輸出信號：200～1000Hz、1~ I礦用本安型：外形尺寸：(300×250×300)mm;重量：7kg。⑧斷電/饋電狀態傳感器(KDG2):斷電/饋電狀態傳感器安裝在采掘供電線路上，檢測電纜芯線對地電場原理來測量設備是否帶電，與負載是否工作，電纜有無電流流過無關，只要電纜芯線帶有一定電壓的交流電，則防爆型式：礦用本質安全型，防爆標志：ExibI;工作電流：≤10mA;輸出境：0-50℃;相對濕度：<95%;防爆型式：礦用本質安全型0~100;測量精度：1;使用環境：0~50℃;相對溫度：<95%。量措施：NDIR紅外；測量范圍：0%~10%C02:辨別率：0.01%C02;基本誤差：±2%FS;響應時間：T9025s;氣壓：8