小尾沟变更设计修改2(1).doc 86页

'小尾沟初步设计变更修改版二设计变更编制说明设计变更编制说明一、概述2006年2月24日，山西省煤炭资源整合和有偿使用工作领导组办公室晋煤整合办核(2006)5号文“关于《介休市煤炭资源整合和有偿使用工作方案》的核准意见”批复核准介休市小尾沟煤化有限公司与义棠镇田村郭家沟煤矿进行整合，整合后矿井名称为介休市小尾沟煤化有限公司，隶属于介休市义棠镇。整合后井田面积为2.641km2，批准开采1#、2#、9#、10#、11#煤层，核准生产能力300kt/a。2007年5月18号晋中市安监局（煤炭局）以市安监规【2007】59号文件对《介休市小尾沟煤业有限公司矿井资源整合初步设计》进行了批复。二、编制变更设计的依据1、煤整合办核[2006]5号文件“关于《介休市煤炭资源整合和有偿使用工作方案》的核准意见”；2、介休市小尾沟煤化有限公司《采矿许可证》；3、晋中市煤田地质勘探队2006年7月提交的《山西省介休市小尾沟煤化有限公司资源整合地质报告》；4、《煤矿安全规程》（2006版）；5、《煤炭工业小型矿井设计规范》；6、市安监行[2007]43号“关于介休市小尾沟煤化有限公司矿井资源整合地质报告审查的批复”；7、市安监规【2007】59号关于《介休市小尾沟煤业有限公司矿井资源整合初步设计的批复》；8、设计委托书；79 小尾沟初步设计变更修改版二设计变更编制说明9、山西省煤炭地质物探测绘院2008年12月测绘的该矿采掘工程平面图；10、矿方提供的项目审批情况，开工以来的建设情况及其它资料；11、现场调研资料。三、设计变更的理由自2007年10月开工以来，小尾沟煤化有限公司煤矿按照批准的设计方案抓紧进行整合改造工程建设。但在施工过程中，矿方在9号煤层井底车场附近新发现一个断层，该断层走向北偏东28°，落差12～20m，平均约17m，详见采掘工程平面图和C1114-163-01。另外，矿方实际探测发现：井田西北角的采空区比原先预计的大很多。而按照原设计方案，井下主要开拓系统，包括运输大巷、轨道大巷、回风大巷均需跨越通过该断层且布置于采空区内。井底主要硐室如中央变电所、水仓、中央水泵房等也将临近断层，甚至发生干涉。如坚持按原方案施工，则巷道施工、巷道支护均非常困难，将来生产系统运行也存在很多隐患。从技术角度、管理角度和经济角度分析都不尽合理，因此应调整开拓方案。矿方已做了很多工作。此外，随着竣工日期临近，矿方订货、到货了大批机电设备。在设备采购过程中，一些设备的型号，技术参数与原设计不完全一致，也需要核算确认。应介休市小尾沟煤化有限公司的委托，根据变化了的实际情况，我公司编制了小尾沟资源整合变更设计。2008年12月，晋中市煤炭工业局评审中心对“小尾沟资源整合初步初步设计变更设计”组织了审查，根据评审意见，我公司对变更设计进行了认真调整和修改，并于2009年2月编制了“变更设计修改版”。79 小尾沟初步设计变更修改版二设计变更编制说明此后，矿方提出现有建设工程与设计仍有不一致之处，要求对变更设计进行进一步补充调整，在此基础上，我公司编制了本“变更设计修改版二”。四、设计变更的主要内容设计变更内容详见下表：编号名称原设计变更后1井筒坐标（根据最新实测的采掘工程图调整）主斜井：X=4092478.300Y=19570498.500Z=772.500主斜井：X=4092486.429Y=19570470.303Z=770.644副斜井：X=4092620.400Y=19570354.200Z=815.00副斜井：X=4092624.540Y=19570326.586Z=784.945风井：X=4093477.892（北翼）Y=9571017.075Z=815.00风井：X=4093482.720（北翼）Y=19571019.120Z=761.1972开拓方案结合该矿实际情况对开拓方案及首采面重新进行了布置3井筒断面主斜井：净宽3.2m，三心拱，设检修道主斜井：净宽2.7m，半圆形拱，不设检修道，设行人台阶3井底车场井底车场及主要硐室、水仓、水泵房、变电所等位置进行了调整。4大巷断面锚喷支护料石砌碹5采煤机及刮板输送机MG-150B，刮板SGB150CMG2×65/312-WD，配套刮板SGD630/220。6采区数目4个3个7顺槽皮带STD650/2×22SSJ800/2×2279 小尾沟初步设计变更修改版二设计变更编制说明8工作面顶梁金属铰接顶梁π型梁9消防材料库无新增10井下爆炸材料发放硐室有不设11副斜井猴车无新增12大巷运输运输大巷STD650/2×22集中大巷SD-14运输大巷STD800/37型集中大巷STD800/37型13主通风机FBCZ-6-№16B，电动机功率55kWFBCDZ-№14，电动机功率2×45kW。14工作制度“三八制”“四六制”15地面压缩空气设备无LG-22/8G16采区变电所设采区变电所采区设备前期由中央变电所直供,后期根据实际需要可增设采区变电所.17主斜井胶带机电机160kW2×90kW18主井皮带、副井绞车供电电压等级380V电压等级660V19地面生产系统设选矸楼、筛分及筒仓取消选矸楼、筛分及筒仓，设储煤场带式输送机及走廊、全封闭结构.20节能节水无增加节能、节水设计内容21建设工期21个月剩余工程工期9.4个月22经济根据变化内容调整经济23生产能力核定无增加生产能力核定内容五、变更设计与原设计的关系本变更设计是在原《介休市小尾沟煤化有限公司矿井资源整合初步设计》的基础上编制的，除列明变更内容外，其余均维持原初步设计不变。原设计单位为大地工程开发有限公司，变更设计单位为太原华煤工程设计有限公司。79 小尾沟初步设计变更修改版二第一章井田概况及安全条件第一章井田概况及安全条件第一节井田概况一、地理概况介休市小尾沟煤化有限公司位于介休市义棠镇田村西北，行政区划属义棠镇管辖。地理坐标为东经111°46′35″～111°48′00″，北纬36°57′05″～36°58′40″，南同蒲铁路,大运公路经义棠镇纵贯南北，距大运高速公路介休入口仅8km，距108国道约8km，交通十分便利。见交通位置图1-1-1。本区属黄土高原大陆性气候，一年中大部分时间在干燥的大陆性气候控制下，雨季期较短，干燥期较长，年平均气温11℃，历年平均气温10.9℃，最高气温为37.5℃（七月份），最低气温为-20.3℃（一月份），年降水量平均650mm，每年以六、七、八、九四个月的降水量最大，年最大降水量886.4mm，年最小降水量为242.3mm，年最大蒸发量2285.1mm，月最大蒸发量为407.1mm。主导风向为西北风，冬季多为西风、西北风。夏季多为东风、东南风。年平均风速1.8m/s。最大风速达17.7m/s，冬春季风大，一般风力3～4级。冻土期一般始于十月下旬，终于次年四月下旬，最长冻结期可达170余日，最大冻土深度为80cm。无霜期180d左右。二、自然灾害夏天雨季短时积水、洪水可能渗入地下，使井下用水量增大。介休市及其邻近历史记载地震有十几次，据国家《建筑抗震设计规范》(GB—50011—2001)，介休市地震烈度属8度区。79 小尾沟初步设计变更修改版二第一章井田概况及安全条件井田在自然状态下没有规模较大的崩塌、滑坡、泥石流等地质灾害，矿井生产期间对地质环境破坏也不大，无其它环境地质隐患。三、矿井建设现状1、审批情况2006年2月24日，山西省煤炭资源整合和有偿使用工作领导组办公室晋煤整合办核(2006)5号文“关于《介休市煤炭资源整合和有偿使用工作方案》的核准意见”批复核准介休市小尾沟煤化有限公司与义棠镇田村郭家沟煤矿进行整合，整合后矿井名称为介休市小尾沟煤化有限公司，隶属于介休市义棠镇。2007年4月3日，晋中市安监行【2007】43号文件，审查通过了山西省晋中市煤田地质勘探队所做的介休市小尾沟煤化有限公司矿井资源整合地质报告。2007年5月18号，晋中市安监局（煤炭局）以市安监规【2007】59号文件，审查通过了《介休市小尾沟煤业有限公司矿井资源整合30万吨/年初步设计》。2007年6月7号，晋中市安监局以市安监规【2007】141号文件，审查通过了《介休市小尾沟煤业有限公司矿井资源整合安全专篇》。2007年9月12号，晋中市安监局以市安监规【2007】143号文件，批准介休市小尾沟煤业有限公司资源整合矿井过程开工。2007年12月24号，晋中市市煤整【2007】36号文件，批准介休市小尾沟煤业有限公司复工。2008年10月22号，山西省环境保护局已晋环函【2008】813号文件，批准通过了由北京万澈环境科学与工程技术有限公司开采原煤30万吨/年资源整合项目影响报告表。2、矿井建设现状79 小尾沟初步设计变更修改版二第一章井田概况及安全条件1）已完工程地面工程：（1）风机房已完工，风机安装到位，已运行。（2）主井皮带已安装，现正在调试。（3）副井132KW绞车已安装运行。（4）地面变电所已安装运行。（5）地面办公楼、锅炉房、灯房浴室、各种库房、机修间、坑木加工房等已完工。井下工程：（1）主、副斜井及北翼回风立井均已完工。（2）井底车场、井底煤仓、中央变电所、水泵房及水仓均已完工并安装完毕。（3）集中运输、轨道及回风巷已完工。（4）井下运输大巷、回风大巷、轨道大巷已掘至新发现断层边缘。2）未完工程地面：1）储煤场未硬化。2）压缩空气设备未安装。3）地面污水处理站及矿井地面井下水处理站未开工。井下：（1）井下运输、轨道及回风大巷正在施工。（2）首采工作面顺槽刚开工。矿井井下现状，详见采掘工程平面图。四、矿区水源、电源及通讯情况1、水源情况79 小尾沟初步设计变更修改版二第一章井田概况及安全条件水源分两部分，第一部分为地面生产、生活用水水源；第二部分为井下消防、洒水用水水源。据现场调研，本矿地面生产、生活用水利用小尾沟村自来水。为充分、合理的利用水资源，对矿井的井下涌水做净化处理，处理后用于井下消防、洒水。井下消防洒水利用矿井排水作为供水水源，矿井正常涌水量50m3/h最大涌水量为54m3/h，可满足井下消防洒水的需要。2、电源情况在工业场地新建10kV变电所1座，一回10kV电源引自师屯北35kV变电站的10kV母线段，一回10kV电源引自师屯南35kV变电站的10kV母线段，两回电源线路分列运行,一回工作，一回(带电)备用。当一回线路故障时，另一回仍能保证全矿井负荷用电。3、通讯情况鉴于现代通信技术迅猛发展的趋势和节省初期投资，该矿井不单独设置行政电话交换机，而采用设置64门行政电话虚拟网点，与县电信局之间建立虚拟网，信道采用光缆传输。矿井生产调度通信系统是用于负责指挥全矿的安全生产、调度及抢险救灾的通信系统，根据矿井的生产规模及井上下电话用量的估算，该矿井设置一套64门的数字程控调度交换机来构成矿井生产调度通信系统。该调度通信系统以“用户小交换机”形式与行政管理通信系统进行联网，设3对中继线。主斜井的井底车场与主井井口房之间、副斜井的井底车场与提升机房之间、调度室与主通风机房之间、工业场地10kV变电所与井下主变电所之间设KT1008A直通电话。79 小尾沟初步设计变更修改版二第一章井田概况及安全条件第二节安全条件一、地质特征（一）地层井田位于霍西煤田汾孝矿区东南部，井田内出露地层有二叠系上统上石盒子组（P2s），第四系中上更新统（Q2+3）。发育地层由老到新有：古生界奥陶系中统峰峰组(O2f)，石炭系中统本溪组(C2b),上统太原组(C3t),二叠系下统山西组(P1s)，二叠系下统下石盒子组(P1x),二叠系上统上石盒子组(P2s),新生界第四系中上更新统(Q2+3)。现依据钻孔资料和地表出露情况将井田地层层序、厚度、岩性及其变化情况由老到新简述如下：1、奥陶系中统峰峰组(O2f)为含煤地层基底。岩性为深灰色石灰岩、泥灰岩，呈厚层状，性脆，贝壳状断口，含方解石脉，岩性分上下两段，下段为深灰色石灰岩、灰黄色白云质灰岩、泥灰岩，夹两层石膏层。上段为灰黄色泥灰岩和青灰色厚～中厚层状石灰岩。井田未出露，厚度大于50.00m。2、石炭系中统本溪组(C2b)其下部为铁铝岩层，为褐色、赤色、灰白色铝土质泥岩，质硬，致密。底部赋存山西式铁矿，铁矿不稳定呈扁豆状、窝子状，以黄铁矿为主。中、上部为泥岩、石灰岩组成，泥岩为灰黑色，石灰岩为深灰色，风化后呈薄层状，本组地层厚度为8.51m左右。3、石炭系上统太原组(C3t)是井田内主要含煤地层之一，其间夹有7～9层煤层，分别为5、6、7上、7下、8、9、10+11、12号煤层，其中9、10+11号煤层为本井田主要可采煤层，其余为不可采煤层。该组地层与本溪组连续沉积，厚度为98.75～116.60m，平均为110.64m。本组含丰富的动、植物化石。4、二叠系下统山西组(P1s)79 小尾沟初步设计变更修改版二第一章井田概况及安全条件为本井田主要含煤地层之一。岩性为灰色～灰黑色砂岩、粉砂岩、砂质泥岩、泥岩、煤层。底部为灰白色中～粗粒砂岩(K7)，本组厚度为22.45～52.35m，平均为41.84m，含有1、2、3上、3下号四层煤，1、2号煤层为井田较稳定可采煤层。3上、3下号为不可采煤层。本组含有丰富的植物化石。5、二叠系下统下石盒子组(P1x)岩性为黄绿色砂岩、灰绿、灰黄色砂质泥岩、泥岩，偶夹煤线。本组平均厚度为102.30m。6、二叠系上统上石盒子组(P2s)岩性为深灰、黄绿、紫红色泥岩、砂质泥岩和灰绿、黄绿色中粗粒砂岩。厚度大于100.0m。7、第四系中上更新统(Q2+3)中上更新统岩性为淡黄色亚砂土、亚粘土，井田内广泛分布，厚度约为0～50.0m，平均20.00m左右。在较大沟谷内分布有全新统砂土、砾石层，厚度0～5.00m左右。（二）含煤地层井田内含煤地层有石炭系中统本溪组、上统太原组；二叠系下统山西组及下石盒子组。井田可采煤层均赋存于太原组和山西组，而本溪组与下石盒子组均系不稳定不可采的薄煤层或煤线。现将井田主要含煤地层太原组和山西组简述如下：1、太原组含煤地层是井田的主要含煤地层，岩性由砂岩、泥岩、煤层和海相石灰岩组成。泥岩为灰黑色，砂岩为灰色粗～中、细粒石英砂岩，其间夹有三层灰色石灰岩及5、6、7上、7下、8、9、10+11、12号9层煤层，其中9、10+11号为本井田稳定可采煤层。此组平均厚度为110.64m，含煤979 小尾沟初步设计变更修改版二第一章井田概况及安全条件层。根据岩性、岩相和沉积旋回等特征，可将本组分为三段：(1)下段：由K1砂岩底到K2灰岩底。岩性为灰～灰黑色泥岩，夹灰色砂岩及煤层，为主要含煤岩段。厚度24.62m。其间含有9号、10号、11号三层煤层，其中10、11号合并为一层煤层，层位稳定，为井田的主要可采煤层。K1砂岩厚度为2.15～5.00m，平均3.45m。本段含有中朝楔叶、脉羊齿等大量植物化石。(2)中段：由K2灰岩底到K4灰岩顶。岩性主要由三层海相灰岩、深灰色泥岩、细砂岩及煤层组成。本段含有7上、7下和8号煤层，均为不可采煤层。所含三层石灰岩中，K2灰岩厚度7.13m，K3灰岩厚度5.60m，K4灰岩厚度4.27m，为良好标志层。本段含有椭圆楔叶、卵脉羊齿等植物化石。(3)上段：由K4灰岩顶到K7砂岩底。岩性为灰～深灰色泥岩、粉砂岩及煤层组成。本段含有5、6号煤层，煤层层位较稳定，为不可采煤层。2、山西组含煤地层为本井田主要含煤地层之一，岩性为灰色～灰黑色砂岩、粉砂岩、砂质泥岩、泥岩、煤层。本组平均厚度为41.84m，横向上厚度稳定性较太原组差。含有1、2、3上、3下号四层煤，其中1、2号煤层为较稳定大部可采煤层。二、地质构造受区域构造影响，本井田总体为一走向北东东，向南南东倾伏的单斜构造。地层倾角一般5～8°。在此单斜基盘上，井田东南部发育一条次级宽缓背斜，背斜轴向N40°W，背斜幅度不大，两翼对称，地层平缓，向西北渐趋消失，延伸长度约1300m。另外，根据地表露头和井下巷道揭露，井田内还发育2条正断层，分述如下：1、F1断层：位于井田西部，为正断层，断层走向N30°E，倾向NW，倾角75°，落差30～40m，纵贯井田。走向延伸达3km79 小尾沟初步设计变更修改版二第一章井田概况及安全条件以上，主要由地表基岩露头控制，北端原小尾沟煤矿井下见此断层。2、F2断层：位于井田北部，亦为正断层，断层走向N35°E，倾向NW，倾角75°，落差12～30m，于井田中部渐趋消失，延伸长度约2km。地表露头和小尾沟煤矿、郭家沟煤矿井下均见此断层。3、岩浆岩井田内没有发现岩浆岩侵入体。三、煤层及煤质（一）含煤性井田内主要含煤地层太原组和山西组。其中太原组平均厚度为110.64m，含煤总厚9.39m，含煤系数8.50%，可采煤层厚6.19m，可采含煤系数5.6%。太原组共含9层煤，为5、6、7上、7下、8、9、10、11、12号，其中9、10、11号煤层(井田10、11号煤层合并为一层)为全区稳定可采煤层，其余煤层为不可采煤层；山西组平均厚度41.84m，煤层总厚3.10m，含煤系数7.40%，可采煤层厚1.89m，可采含煤系数4.5%。含1、2、3上、3下号共四层煤，1号、2号煤层为井田较稳定可采煤层。（二）可采煤层井田内主要可采煤层为山西组的1、2号煤层和太原组的9、10+11号煤层，各可采煤层特征见表1-2-1。79 小尾沟初步设计变更修改版二第一章井田概况及安全条件表1-2-1各可采煤层特征表含煤地层煤层号平均厚度（m）平均层间距（m）煤层结构稳定性可采性山西组10.53～1.100.87简单较稳定大部可采420.67～1.261.02简单较稳定大部可采103太原组91.03～1.311.20简单稳定全区可采1.0710+115.40～6.605.99复杂稳定全区可采1、1号煤层位于山西组中上部，上距K8砂岩底21.00m左右，煤层厚度0.53～1.10m，平均0.87m，属较稳定大部可采煤层，井田西北部为不可采地段。该煤层结构简单，不含夹矸。煤层顶板岩性为泥岩、粉砂岩，底板岩性为黑色泥岩，含有大量的植物茎叶化石。2、2号煤层位于山西组中部，上距1号煤层底4.20m，煤层厚度0.67～1.26m，平均1.02m，属较稳定大部可采煤层，井田西北部为不可采地段。该煤层结构简单，不含夹矸。煤层顶板岩性为泥岩，底板岩性为泥岩、细砂岩。3、9号煤层位于太原组下部，上距2号煤层底103.00m，煤层厚度1.03～1.31m，平均1.20m。煤层结构简单，一般不含夹矸。层位、厚度均较为稳定，为全井田稳定可采煤层。煤层顶板为K2灰岩，底板岩性为黑色泥岩，含有大量的植物茎叶化石。79 小尾沟初步设计变更修改版二第一章井田概况及安全条件4、10+11号煤层位于太原组下部，上距9号煤层1.07m左右，为10号、11号合并层，煤层厚度5.40～6.60，平均5.99m。煤层结构复杂，含1～5层夹矸。煤层层位、厚度均较为稳定，为全井田稳定可采煤层。煤层顶板为黑色薄层状泥岩，底板岩性为灰黑色泥岩。（三）煤质1、煤的物理性质和煤岩类型山西组、太原组煤层物理性质基本相近，为黑色，条痕为棕褐色，玻璃光泽，硬度一般为2～3，有一定的韧性，断口呈参差状、贝壳状。容重1号为1.42t/m3，2、9、10、11号为1.45t/m3。各层煤的内生裂隙较发育。各煤层的宏观煤岩特征相近。组分以亮煤为主，镜煤次之，丝炭少量。宏观煤岩类型多为半亮型，局部为半暗型，暗淡型，光亮型较少。煤层主要为条带状结构，层状构造。各煤层的显微煤岩组分在有机物分中1、2号煤以镜质组为主，9、10+11号煤以丝质组为主。镜质组主要是均质镜质体和基质镜质体，有少量胶质镜质体；丝质组以氧化丝质体为主。在无机组分中，各层煤均以粘土类为主，硫化物次之。2、煤的化学性质和工艺性能根据大佛寺井田精查勘探钻孔煤芯煤样结果和该矿采样，井田各可采煤层主要煤质特征如下：1）1号煤层原煤水分（Mad）为0.47～0.49%，平均0.48%；灰分（Ad）为18.15～19.09%，平均18.64%；全硫（St.d）0.34～0.39%，平均0.37%；挥发分（Vdaf）为24.05～26.56%，平均25.31%；发热量（Qb.ad）平均为36.28MJ/kg。79 小尾沟初步设计变更修改版二第一章井田概况及安全条件精煤水分（Mad）为0.42～0.45%，平均0.44%；灰分（Ad）为7.53～10.53%，平均8.78%;全硫（St.d）为0.40～0.43%，平均0.42%；挥发分（Vdaf）为22.88～25.45%，平均24.22%；胶质层Y值为31.8～36.2mm，平均34mm。粘结指数(GRI)92。2）2号煤层原煤水分（Mad）为0.53～0.58%，平均0.56%；灰分（Ad）为13.01～26.78%，平均19.90%；全硫（St.d）0.41～0.45%，平均0.43%；挥发分（Vdaf）为22.68～27.29%，平均24.97%；发热量（Qb.ad）为平均为35.67MJ/kg。精煤水分（Mad）为0.34～0.45%，平均0.40%；灰分（Ad）为7.47～13.01%，平均10.24%;全硫（St.d）为0.39～0.48%，平均0.44%；挥发分（Vdaf）为22.01～24.85%，平均23.43%；胶质层Y值为24～25mm，平均24.5mm。粘结指数(GRI)80～93。3）9号煤层原煤水分（Mad）为0.59～2.78%，平均1.13%；灰分（Ad）为7.34～25.97%，平均17.28%；全硫（St.d）1.92～2.99%，平均2.17%；挥发分（Vdaf）为19.96～23.49%，平均22.23%；发热量（Qb.ad）平均为35.38MJ/kg。精煤水分（Mad）一般为0.53～2.84%，平均1.60%；灰分（Ad）为5.10～12.20%，平均7.4%;全硫（St.d）为1.61～2.68%，平均2.26%；挥发分（Vdaf）为19.05～22.46%，平均20.73%；胶质层最大厚度（Y）为10～20mm，平均15mm;粘结指数（GRI）92。4）10+11号煤层79 小尾沟初步设计变更修改版二第一章井田概况及安全条件原煤水分（Mad）为0.39～0.68%，平均0.54%；灰分（Ad）为15.48～18.05%,平均16.77%；全硫（St.d）2.01～3.29%，平均2.65%；挥发分（Vdaf）17.94～18.59%，平均18.27%；发热量（Qb.ad）平均为35.71MJ/kg。浮煤水分（Mad）0.55～0.72%，平均6.8%；灰分（Ad）15.48～18.05%，平均16.77%；全硫（St.d）1.45～2.91%，平均2.18%；挥发分（Vdaf）16.55～21.10%，平均18.83%；胶质层厚度（Y）为7.7～10.7mm，平均9.2mm；粘结指数（GRI）75～85。3、煤类煤类划分依据《中国煤炭分类国家标准》(GB5751—86)，以浮煤挥发分（Vdaf）、粘结指数(GRI)和胶质层Y值为划分指标，各煤层煤类确定如下：1号煤浮煤挥发分（Vdaf）为22.88～24.45%，粘结指数(GRI)为92，胶质层Y值为31.8～36.2mm。煤类为肥煤(FM26)。2号煤层浮煤挥发分（Vdaf）为22.01～24.85%，粘结指数(GRI)为80～93，胶质层Y值为24～25mm，煤类为焦煤(JM25)。9号煤层浮煤挥发分（Vdaf）为19.05～22.46%，粘结指数(GRI)为92，胶质层Y值为10～20mm，煤类为焦煤(JM15、JM25)。10+11号煤层浮煤挥发分（Vdaf）为16.55～21.10%，粘结指数(GRI)为75～85，胶质层Y值为7.7～10.7mm，煤类为焦煤(JM15、JM25)。4、煤的可选性本井田无煤的可选性试验资料，据1956年汾西矿务局两渡筹备处在师屯井田东南850m处生产小窑采取1、2、11号煤层大样进行分选性试验，试验结果为：1号煤层中煤(1.4～1.8比重液)回收率为41.0%，可选性属极难选。2号煤层中煤(1.4～1.8比重液)回收率为47.7%，可选性属极难选。11号煤层中煤(1.4～1.8比重液)回收率为48.4%，可选性属极难选。79 小尾沟初步设计变更修改版二第一章井田概况及安全条件5、煤质和工业用途评价综合上述各煤层煤质特征，1号煤为低灰～中灰分、低硫分、高热值之肥煤；2号煤为低灰～高灰分、特低硫～低硫分、高热值之焦煤；9号煤为特低灰—高灰分、高硫分、高热值之焦煤；10+11号煤为低灰～低中灰分、中高～高硫分、高热值之焦煤。其中，2号煤层局部灰分较高，9、10+11号煤层普遍含硫较高，但经洗选后，均有不同程度降低。根据以上煤层煤质特征，各煤层均可用于炼焦配煤，亦可作为动力用煤。6、煤的风化氧化井田内煤层埋藏较深，据钻孔和矿井巷道揭露情况，未发现各煤层有风化、氧化现象。（四）瓦斯赋存状况及其涌出量，煤尘爆炸危险性，煤的自燃性及发火期，地温情况（瓦斯、煤尘、煤的自燃性鉴定情况）1、瓦斯根据山西省煤炭工业局晋煤安发〔2007〕2030号文件，关于2007年度年产30万吨及以上煤矿矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复，2007年小尾沟煤矿三旬中最大一天的瓦斯绝对涌出量为0.47m3/min。二氧化碳绝对涌出量为0.71m3/min，鉴定等级为低瓦斯矿井。2、煤尘爆炸性与煤的自燃倾向性1）煤尘爆炸性根据本矿2006年8月和2006年9月山西省煤炭工业局综合测试中心化验结果,1号煤层火焰长度220mm，岩粉用量80%，煤层有爆炸危险性；2号煤层火焰长度80mm，岩粉用量65%，煤层有爆炸危险性；9号煤层火焰长度65mm，岩粉用量65%，煤层有爆炸危险性；10号煤层火焰长度65mm，岩粉用量60%，煤层有爆炸危险性。79 小尾沟初步设计变更修改版二第一章井田概况及安全条件2）煤的自燃倾向性根据本矿2006年8月和2006年9月山西省煤炭工业局综合测试中心化验结果,1号煤层吸氧量0.7058cm3/g，自燃倾向为I类，属容易自燃煤层；2号煤层吸氧量0.6164cm3/g，自燃倾向为Ⅱ类，属自燃煤层；9号煤层吸氧量0.9608cm3/g，自燃倾向为I类，属容易自燃煤层；10号煤层吸氧量0.7251cm3/g，自燃倾向为I类，属容易自燃煤层。3、地温和地压井田属地温、地压正常区。五、水文地质（一）井田主要含水层井田主要含水层有奥陶系中统石灰岩岩溶裂隙含水层组、石炭系上统太原组石灰岩岩溶裂隙含水层组、二叠系山西组、上下石盒子组砂岩裂隙含水层组和第四系砂砾孔隙含水层。分述如下：1、奥陶系中统石灰岩岩溶裂隙含水层组井田内没有出露，属埋藏型，含水层岩性主要以石灰岩、白云质灰岩为主。据区域资料，一般情况下奥陶系中统上、下马家沟组岩溶发育，富水性较强，峰峰组灰岩富水性相对较弱。据两渡水文孔抽水资料，单位涌水量0.0048L/s.m，渗透系数为0.083～0.229m/d，另据邻区大佛寺煤矿的水文资料，静止水位标高550.47m，水质为HCO3—SO4钙镁型水。本井田与大佛寺煤矿毗邻，井田内奥灰水位标高与大佛寺煤矿基本相近，均为550～551m左右。2、石炭系上统太原组石灰岩岩溶裂隙含水层组该含水层主要是太原组的3层石灰岩，即K2、K3、K479 小尾沟初步设计变更修改版二第一章井田概况及安全条件石灰岩，平均厚度分别为7.13m、5.60m和4.27m，均为发育良好易被水溶解的海相石灰岩，据邻区钻孔抽水试验资料，其单位涌水量为0.0001～1.734L/s·m，渗透系数0.00267～6.9m/d之间。灰岩浅埋区富沙发一较强，深埋处富水性微弱。本井田太原组灰岩埋藏较深，富水性一般应属较弱。据小尾沟煤矿开采9、10+11号煤层情况，初期涌水量为800m3/d，中期为600m3/d，现在为400m3/d左右。涌水量不大，说明太原组灰岩岩溶裂隙含水层富水性不强。3、二叠系下统山西组和上、下石盒子组砂岩裂隙含水层组在山西组所含中、粗粒砂岩是1、2号煤层的充水含水层，据钻孔抽水资料，单位涌水量为0.018～0.02L/s·m，渗透系数为0.0026～0.069m/d，含水性微弱。上、下石盒子组由于埋藏浅，风化裂隙较发育，但补给条件不好，一般富水性较弱。据抽水试验资料，单位涌水量为0.014L/s·m，渗透系数0.031m/d。4、第四系砂砾孔隙含水层，该含水层受季节影响很大，变化幅度大。据邻区资料单位涌水量0.22m3/d左右，含水性较弱。（二）井田隔水层1、井田内石炭系中统本溪组，为一套以泥岩、粘土岩、铁铝岩为主的地层，夹薄层砂岩。其中泥质岩岩性致密，隔水性能好，是含煤地层与奥陶系灰岩之间的重要隔水层。平均厚度为16.8m，是9、10+11号煤层较好的隔水层。2、井田内石炭系太原组灰岩含水层和二叠系砂岩含水层之间均分布有稳定、连续的泥岩、砂质泥岩，厚度不等，一般不透水，可作为二叠系各砂岩含水层和太原组石灰岩含水层间的层间隔水层。（三）构造对水文地质条件的影响79 小尾沟初步设计变更修改版二第一章井田概况及安全条件井田总体为一单斜构造，发育两条较大断层，均属正断层，落差分别为30～40m和12～30m，具有一定断层破碎带。据小尾沟煤矿和郭家沟煤矿开采揭露情况，巷道过断层均有一定涌水，之后逐渐减小。从目前情况看，由于两矿采区均在整合井田北部，煤层底板标高基本均在奥灰水位标高以上，断层渗水来源主要为煤层上部砂岩和太原组灰岩裂隙通过断层破碎带渗入煤层巷道，水量均不大。如果将来开采整合井田南部煤层，由于煤层底板标高大部处于奥灰水位标高以下，奥灰水是否会通过断层破碎带涌入煤层巷道，将是一个值得认真研究的问题，确保矿井生产安全。综上所述，本井田两条正断层落差大，延伸长，将对整合井田南部煤层的水文地质资料产生一定影响，需进一步加以研究。（四）奥灰岩溶水对井田煤层开采的影响根据矿方提供的资料，本井田奥灰水位标高约为550～551m左右，以此水位标高对照，本井田南部1、2号煤层和井田中南部9、10+11号煤层均处于奥灰水位以下，属带压开采地段，现对带压开采地段的各煤层突水系数计算如下：计算公式：式中：Ts——突水系数(MPa/m)P——隔水层承受的最小压力(MPa)M——底板隔水层有效厚度(m)CP——采矿对底板隔水层的扰动破坏厚度(m)。取经验值10m。1、2号煤层：井田西南部2号煤层最低底板标高为530m，煤层底板隔水层厚度为136.50m，代入计算公式，求得该处奥灰突水系数为：此突水系数值小于受构造破坏地段奥灰突水系数临界值0.06MPa/m，在无断层导水情况下，1、2号煤层无奥灰突水危险性。2、10+11号煤层：井田西南部10+11号煤层最低底板标高为440m，煤层底板隔水层厚度为23.90m，代入计算公式，求得该处奥灰突水系数为：79 小尾沟初步设计变更修改版二第一章井田概况及安全条件79 小尾沟初步设计变更修改版二第一章井田概况及安全条件此突水系数值小于正常地段奥灰突水系数临界值0.15MPa/m但大于受构造破坏地段临界突水系数0.06MPa/m。该地段存在奥灰突水危险性。经计算，开采9、10+11号煤层在无断层导水的情况下，煤层底板标高466m以上为安全区，煤层底板标高338～466m地段为较安全区，煤层底板标高338m以下为危险区。当断层存在导水性时，井田整个带压区均存在奥灰水沿断层破碎带涌入煤层巷道的可能性，应严加防范。根据计算及上世纪九十年代小尾沟矿副斜井、郭家沟矿主立井延伸太原组时发生到奥灰水突水情况，井田内郭家沟矿现主立井南翼9号煤、10+11号煤为奥灰水威胁区。（五）矿井水文地质类型综上所述，整合井田上组1、2号煤层顶板直接充水含水层富水性弱，正常情况无奥灰突水危险性。水文地质类型属简单型。下组9、10+11号煤层，顶板直接充水含水层富水性不强，但南部存在奥灰突水危险，其水文地质条件应属中等—复杂型。（六）矿井充水因素分析根据井田水文地质特征和矿井实际涌水情况，本矿井充水因素主要有以下几个方面：1、顶板裂隙和断层破碎带渗漏据该矿开采情况，现井下涌水主要为顶板裂隙渗水和断层处少量渗水，但水量均不大。小尾沟煤矿建井初期井下涌水量为800m3/d左右，开采中期降为600m3/d左右，现在涌水量为400m3/d左右，呈逐年下降趋势，反映了煤层顶板以上砂岩裂隙水疏排量大于补给量动态变化特征。按目前情况，平水期正常涌水量为400m3/d左右，枯水期涌水量为250m3/d左右，丰水期涌水量约600m3/d左右，只要按时抽排，矿井水一般不会影响矿井正常生产。2、采空区积水79 小尾沟初步设计变更修改版二第一章井田概况及安全条件井田中北部1、2号煤层已全部采空，可能存有一定积水，将对其下部煤层的开采带来一定影响，应进行详细探测和排放，另外，本井田周围分布3个生产矿井，本矿临近边界处开采时，应认真调查了解邻矿采空区分布情况和积水程度，并预留边界保安煤柱，防范穿透邻矿采空区引发水害事故。3、奥灰突水井田南部分布大片带压区，井田西南端和断层处均存在奥灰突水危险性，开采中应加防范。4、该矿生产井口均位于沟侧，夏天雨季应防范地方洪水涌入井口造成水害。（七）矿井涌水量整合井田内，原小尾沟煤矿开采9、10+11号煤层，井下涌水量为250～600m3/d。郭家沟煤矿开采1、2号煤层，井下涌水量为600～650m3/d。资源整合后，初步规划为：关闭原小尾沟煤矿井口，利用原郭家沟煤矿井口继续生产。因此，资源整合的新矿井的涌水量暂参照原郭家沟矿井涌水量进行预算。原郭家沟煤矿现开采1、2号煤层，实际生产能力为150kt/a，现井下涌水量为600～650m3/d，采用富水系数比拟法对资源整合后矿井生产能力达到300kt/a，设计能力时的矿井涌水量预算如下：预算公式：Q=P/P0×Q0式中：Q——预算矿井涌水量(m3/d)P——资源整合后矿井设计生产能力(kt/a)P0——矿井现生产能力(kt/a)Q0——矿井现涌水量(m3/d)经计算求得资源整合后矿井生产能力达到300kt/a设计能力时，矿井涌水量为1200～1300m3/d，即生产能力达到300kt/a时，矿井最小涌水量为50m3/h，最大涌水量为54m3/h。79 小尾沟初步设计变更修改版二第一章井田概况及安全条件（八）防水措施1、井下设置足够容量的主、副水仓，并应定期清理水仓及水沟。2、井下中央变电所和水泵房应设防水密闭闸门。3、应密切注意矿井涌水量的变化，发现异常应及时找出原因并采取有效的防治水措施。4、井田内构造虽然简单，但在生产中应注意隐伏构造影响（如：断层、陷落柱、冲蚀带），加强矿井防护工作，特别是在遇到断层时，围岩应力发生变化，应同时加强断层的探放水工作。5、采取预防为主、防排结合的原则，在接近采空区的地段，应做到“有疑必探，先探后掘”，建立健全各项规章制度，经常对设备进行维修检查，确保排水设备的正常工作。6、采下层煤时,应做好对上层煤采空区的探放水工作,以防采空区突水。7、关于奥灰水，由于其水位高于可采煤层底板标高，如遇到大的断裂构造，使地下水上下沟通，对矿井生产形成威胁。在开采过程中，应密切注意矿井涌水量的变化，发现异常应及时找出原因并采取有效的防治水措施。8、主排水系统应配备足够容量的水泵，保证“一运、一备、一检”，主排水系统采用双管路沿副斜井敷设至地面污水处理池，并保证1趟管路能在20h内排出矿井24h的的正常涌水，全部管路能在20h内排出矿井24h的最大涌水。水泵和水仓的连通巷道设置控制闸门。9、承压含水层与开采煤层之间的隔水层能承受的水头值大于实际水头值时，可以“带水压开采”，但必须制订安全措施，报企业主要负责人审批。若承压含水层与开采煤层之间的隔水层能承受的水头值小于实际水头值时，开采前必须采取以下措施，由企业主要负责人审批：①79 小尾沟初步设计变更修改版二第一章井田概况及安全条件采取疏水降压的办法，把承压含水层的水头值降到隔水层能承受的安全水头值以下，并制订安全措施。②承压含水层不具备疏水降压条件时，必须采取建筑防水闸门、注浆加固底板、留设防水煤柱、增加抗灾强排能力等防水措施。开拓时，只有在建成防、排水系统后，方可开始向有突水危险地区开拓掘进。煤系底部有强岩溶承压含水层时，主要运输巷和主要回风巷必须布置在不受水威胁的层位中，并以石门分区隔离开采。在井底车场周围设置防水闸门。在其他有突水危险的地区，只有在其附近设置防水闸门后，方可掘进。防水闸门应符合下列要求：（1）防水闸门必须采用定型设计。（2）防水闸门的施工及其质量，必须符合设计要求。闸门和闸门硐室不得漏水。（3）防水闸门硐室前、后两端，应分别砌筑不小于5m的混凝土护碹，碹后用混凝土填实，不得空帮、空顶。防水闸门硐室和护碹必须采用高标号水泥进行注浆加固，注浆压力应符合设计要求。（4）防水闸门来水一侧15~25m处，应加设一道挡物箅子们。防水闸门和箅子门之间，不得停放车辆或堆放杂物。来水时先关箅子门，后关防水闸门。如果采用双向防水闸门，应在两侧各设一道箅子门。（5）通过防水闸门的轨道、电机车架空线、带式输送机等必须灵活易拆；通过防水闸门墙体的各种管路和安设在闸门外侧的闸阀的耐压能力，都必须与防水闸门所设计压力相一致；电缆、管道通过防水闸门墙体时，必须用堵头和阀门封堵严密，不得漏水。（6）防水闸门必须安设观测水压的装置，并有放水管和放水闸阀。79 小尾沟初步设计变更修改版二第一章井田概况及安全条件（7）防水闸门竣工后，必须按设计要求进行验收；对新掘进巷道内建筑的防水闸门，必须进行注水内压测验，水闸门内巷道的长度不得大于15m，测验的压力不得低于设计水压，其稳压时间应在24h以上，试压时应有专门安全措施。防水闸门必须灵活可靠，并保证每年进行两次关闭试验，其中一次应在雨季前进行，关闭闸门所用的工具和零配件必须专人保管，专门地点存放，不得挪用丢失。井巷揭穿含水层、地质构造带前，必须编制探放水和注浆堵水设计。井巷揭露的主要出水点或地段，必须进行水温、水量、水质等地下水动态和松散含水层涌水含砂量综合观测和分析，防止滞后突水。六、对井田地质勘探程度的评述1、对勘探类型和勘探基本网度的评价井田内1、2号煤层属较稳定可采煤层，9、10+11号煤层属稳定可采煤层。井田构造复杂程度属中等类，故1、2号煤层按照二类二型工程线距要求，9、10+11号煤层按照二类一型工程线距要求，以500m扩其外延250m所圈定的全部范围为探明的(可研的)经济的基础储量(111b)，以1000m工程见煤点连线及其外延500m所圈定范围为控制的经济基础储量(122b)。其余地段和断层两侧30m范围为推断的内蕴经济资源量(333)。2、地质构造对开采影响的分析本井田总体为一走向北东东，向南南东倾伏的单斜构造。地层倾角一般5～8°。在此单斜基盘上，井田东南部发育一条次级宽缓背斜，背斜轴向N40°W，背斜幅度不大，两翼对称，地层平缓，向西北渐趋消失，延伸长度约1300m。另外，根据地表露头和井下巷道揭露，井田内还发育2条正断层，构造属中等，构造对于煤层开采有一定的影响。3、资源对比的可靠性和稳定性分析及对开采的影响煤层对比是在地层对比划分的基础上，依据标志层、煤层厚度、结构、层间距及煤层顶底板岩性等进行综合对比。井田太原组中部赋存三层79 小尾沟初步设计变更修改版二第一章井田概况及安全条件海相石灰岩，层位稳定，特征明显，为煤岩层对比的良好标志层。此外，太原组K1砂岩，层位、厚度亦较稳定，山西组K7砂岩及其顶界K8砂岩均为煤层对比的重要标志。利用井田各标志层，结合煤层厚度、结构特征及层间距，顶底板岩性特征，各煤层层位较易对比。例如K2灰岩为9号煤层顶板，10+11号煤层位于K2灰岩下2.27m左右，且10+11号煤层具有厚度大、结构复杂的特点，极易对比。又如K3灰岩为8号煤层顶板，K4灰岩之下3m左右为7上、7下号煤层，5号煤层上距K7砂岩7m左右，1号煤层上距K8砂岩18m左右。在上述各煤层依据标志层推定之后，其它煤层再根据层间距法逐一确定。综上所述，井田煤层对比基本可靠。4、能利用资源/储量的复核、验算，高级资源/储量的范围、储量是否满足设计要求估算了整合以后批准开采的1、2、9、10+11号煤层资源/储量。共获得资源/储量30800kt。其中探明的经济基础储量(111b)7940kt，控制的经济基础储量(122b)3660kt，推断的内蕴经济资源量(333)12690kt，现保有资源/储量24290kt，采空区动用储量6510kt。探明的经济基础储量占总资源/储量的26%，控制经济基础储量占总资源/储量的12%。整合以后，基本上能满足建井300kt/a要求，但探明储量比例偏低，需补充勘探。5、水文地质、瓦斯等级、煤质分析等资料的精确程度及对开采的影响矿井水文地质条件简单—复杂，矿井为低瓦斯矿井，10号煤层有爆炸性，自燃等级为Ⅰ，倾向性质为容易自燃。由此可以看出，上述情况除煤层自燃等级为容易自燃外，其它对开采基本影响不大。6、对地质资料的评价、存在的问题及应补充勘探的建议79 小尾沟初步设计变更修改版二第一章井田概况及安全条件介休市小尾沟煤化有限公司整合矿井资源储量核查地质报告是在充分收集和利用了2004年5月晋中煤田地质队编制的《山西省介休市小尾沟煤化有限公司生产矿井地质报告》和《山西省介休市义棠镇田村郭家沟煤矿生产矿井地质报告》，通过整理汇编而成，地质资料可靠。1)取得的主要成果(1)本报告对井田地层、含煤地层及可采煤层进行详述。查明了井田可采煤层为1号、2号、9号和10+11号煤层，煤层稳定，煤种单一，确定1号煤为肥煤，2号煤为焦煤，9号煤为焦煤，10+11号煤为焦煤。(2)查明了井田内构造分布、规模、形态、特征等。2)存在问题(1)井田总体为一单斜构造，发育两条较大断层，均属正断层，落差分别为30～40m和12～30m，具有一定断层破碎带。从目前情况看，由于两矿采区均在整合井田北部，煤层底板标高基本均在奥灰水位标高以上，如果将来开采整合井田南部煤层，由于煤层底板标高部分处于奥灰水位标高以下，奥灰水是否会通过断层破碎带涌入煤层巷道，将是一个值得认真研究的问题，并制定相应防范措施，确保矿井生产安全。(2)地质报告未对周边矿井的生产建设情况、废窑破坏及其调查情况加以说明。(3)在今后工作过程中应注意断层、隐伏构造的导水导气和采空区积水、积气，做到“预测预报、有疑必探，先探后掘、先治后采”，以免发生事故。(4)矿方在开采实践中，应进一步对各煤层的赋存、变化特征进行资料收集、编制工作，以指导生产、科学管理。(5)建议加强生产矿井地质工作，全面搜集井下资料，及时建立有关台79 小尾沟初步设计变更修改版二第一章井田概况及安全条件帐、卡片，进行综合编录，根据地质规律预测回采工作面开采条件，为安全开采提供技术依据。(6)矿井建设及生产过程中必须加强环境保护工作。79 小尾沟初步设计变更修改版二第二章矿井原设计概况第二章矿井原设计概况第一节工程性质本矿井属资源整合矿井。第二节井田开拓开采1、井田境界根据山西省煤炭资源整合和有偿使用工作领导组办公室晋煤整合办核[2006]5号文“关于《介休市煤炭资源整合和有偿使用工作方案》的核准意见”，再结合山西省国土资源厅晋矿整采划字(2006)0162号文及介休市小尾沟煤化有限公司《采矿许可证》批准该矿井田范围，介休市小尾沟煤化有限公司由小尾沟煤化有限公司和义棠镇田村郭家沟煤矿整合而成，整合后井田面积2.641km2，井田范围由以下9个拐点坐标圈定。见井田境界拐点坐标表2-2-1。表2-2-1井田境界拐点坐标表(6°带)拐点编号纬距(X)经距(Y)备注140940001957000024094000195711003409257019571100440925701957100054091800195706006409180019570000740925701957000084092570195692009409370019570000井田南北2.2km，东西1.9km。79 小尾沟初步设计变更修改版二第二章矿井原设计概况井田北部与桃园煤矿接壤,东部与介休市义棠镇土窑煤矿毗邻，西部与大佛寺煤矿相连，南部无矿。2、资源/储量井田内共获得矿井工业资源/储量24290kt，设计储量22327Kt,设计可采储量11113Kt。3、矿井设计的年生产能力矿井设计生产能力为300kt/a。4、矿井服务年限矿井服务年限计算为26.5a。5、井田开拓方案将太原组煤层作为前期开采水平，山西组煤层作为后期水平接替开采。利用郭家沟煤矿的副井改造后作为主斜井，井筒为机轨合一装备，胶带机提升煤炭，轨道为检修道。利用郭家沟煤矿的回风斜井改造后作为副斜井，作辅助提升和进风行人井，井筒内铺设轨道，单钩串车提升。利用小尾沟煤矿的主立井作为太原组煤层一、二采区回采回风立井，装备梯子间，作为前期回风井，兼安全出口之一，利用郭家沟煤矿的主立井作为太原组三采区开采及后期山西组煤层开采回风立井，装备梯子间兼安全出口之一。详见C1255-109-01、C1255-109-02及开拓剖面图C1255-109-03。6、井筒据开拓布置，矿井布置有4个井筒，即主斜井、副斜井、北翼回风立井、南翼回风立井。1）主斜井：利用郭家沟副斜井，扩大断面，砌碹后净宽3.2m，净断面7.8m2，斜长687m，倾角20°，装备胶带输送机，担负全矿井的提煤任务,为矿井的进风井。2）副斜井：利用郭家沟回风斜井扩大断面，砌碹后净宽3.2m，净断面79 小尾沟初步设计变更修改版二第二章矿井原设计概况7.8m2，斜长614m，倾角25°，担负全矿井的辅助提升和升降人员任务,为矿井的进风井和安全出口。3）北翼回风立井（前期）：利用小尾沟主立井，净径3.3m，净断面8.1m2，垂深245m，担负矿井的前期回风任务,装备梯子间,作为矿井的另一安全出口。4）南翼回风立井（后期）：利用郭家沟的主立井，净径3.3m，净断面8.1m，垂深266m，担负矿井的后期回风任务，装备梯子间作为矿井的另一安全出口。井筒及大巷断面详见断面图册C1255-122-01。5）采区布置及装备(1)采区布置矿井移交生产和达到设计生产能力时为901采区，901采区位于井田西北部。移交生产时，在901采区9号煤层中布置一倾斜长壁高档普采工作面(90103工作面)生产，工作面采用二采一准。在9号煤层开采完成后，接续开采10+11号煤层，保证矿井设计生产能力300kt/a。设计布置两个掘进工作面，矿井设计总产量为回采产量和掘进产量之和。(2)主要设备a.采煤机选用MG-150B，采煤机技术特征见表2-2-2。表2-2-2采煤机技术特征表型号采高(m)电机功率(kW)滚筒直径(mm/个)截深(mm)牵引速度(m/min)机面高度(mm)重量(t)MG-150B1-1.51500.85/28000～6720b、可弯曲刮板输送机选用1部SGB630/150型可弯曲刮板输送机，其主要技术参数见表2-2-3。79 小尾沟初步设计变更修改版二第二章矿井原设计概况表2-2-3刮板输送机技术特征表型号铺设长度(m)输送能力(t/h)刮板链速(m/s)中部槽(长×宽×高)(mm)电机功率(kW)电压等级(V)SGB-630/150C1502500.868150×630×1902×75380/660c、顺槽转载机选用1部SGB-620/40型转载机。其主要技术参数见表2-2-4。表2-2-4转载机技术特征表型号出厂长度(m)输送能力(t/h)电机功率(kW)电压等级(v)备注SGB620/4010015040380/660d、支架选择选用DZ14-25/80单体液压支柱和HDJA-800绞接顶梁，其主要参数如下：支撑高度：0.87-1.4m；适用煤层倾角小于15°；工作阻力：250kN；初撑力100kN；绞接梁外型尺寸为890×165×138e、顺槽可伸缩胶带输送机经计算选用SD-14型可伸缩胶带输送机，主要技术参数见表2-2-5。79 小尾沟初步设计变更修改版二第二章矿井原设计概况表2-2-5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)带速(m/s)带宽(mm)电机功率(kW)电压等级(V)SD-142008001.66502×22380/660顺槽超前支护选用DZ14-25/80型单体液压支柱配合π型顶梁支护顺槽顶板。工作面运输顺槽配备XRB25/250型乳化液泵站，技术特征详见表2-2-6。表2-2-6乳化液泵技术特征表型号额定流量(L/min)额定压力(MPa)泵箱容量(L)电机功率(kW)电压等级(V)XRB25/250252515660第三节提升、通风、排水和压缩空气设备一、主井提升设备选用DTⅡ（A）型带式输送机，B=800mm，V=2m/s，机长L=784.2m，δ=20°。Φ800mm胶面滚筒驱动，尾部拉紧；选用Y系列防爆电动机一台，单滚筒驱动，电机功率N=160kW。二、副井提升设备选用1部JK-2/30X型单滚筒绞车，选用YR355M-8型电机,电压380V,功率132kW,转速730rpm。三、通风设备选用2台FBCZ-6-№16B型轴流风机,1台工作，1台备用。79 小尾沟初步设计变更修改版二第二章矿井原设计概况电机选用YBFe280M-6型电机，电压380V，功率55kW，转速980rpm。四、排水设备水泵选用3台D85-45×7型水泵，配用电机功率为132kW。排水管选用Φ133×4.5型，吸水管选用Φ159×4.5型无缝钢管。第四节井上下主要运输设备一、井下主要运输设备集中运输巷和采区运输巷选用STD650/2×22型胶带输送机，带宽650mm,运量200t/h,带速1.6m/s，功率2×22kW。运输顺槽胶带输送机选用SD-14型，带宽650mm，运量200t/h,带速1.6m/s,功率2×22kW。辅助运输设备选用JD-11.4调度绞车，功率为11.4kW。二、地面运输设备矿井地面运输主要靠公路外运，采用原煤汽车外运方式。场内运输：井下所需坑木、支架、机械设备及材料等，主要依靠汽车运输。第五节地面生产系统一、煤质、煤的用途及加工方式根据地质报告提供的煤质资料，该矿9号煤为特低灰—高灰分、高硫分、高热值之焦煤；10+11号煤为低灰～低中灰分、中高～高硫分、高热值之焦煤。9、10+11号煤层普遍含硫较高，但经洗选后，均有不同程度降低。各煤层均可用于煤焦配煤，也可作为动力用煤。79 小尾沟初步设计变更修改版二第二章矿井原设计概况二、主斜井生产系统由主斜井胶带输送机把煤运至井口后，原煤在选矸楼内由卸煤滚筒卸载，经溜槽进入YAH1536振动筛筛分，分为0-50、＞50mm两级，＞50mm块煤在手选矸石胶带机上经人工拣出矸石及杂物后，经机头溜槽落入块煤储煤场；0-50mm的末煤经筛下溜槽、转载胶带机进入B=800mm的上仓胶带机运至筒仓，由仓下的电动闸门装汽车外运。设一SCS-100电子汽车衡计量。块煤储煤场容量3000t；该系统布置φ12m末煤筒仓2个，单仓容积约2000m3，三、副斜井生产系统副斜井为单钩串车提升，井筒宽3.0m，主要担负矿井的提矸、上下设备、材料、人员和进风等任务。矸石采用汽车运往矸石沟排放。第六节工业场地布置特征、防洪排涝及地面建筑及煤柱一、工业场地位置、工程地质条件及周围环境根据介休市小尾沟煤化有限公司的煤层赋存、地形和地质构造等条件，并结合该矿开拓现状，井口及工业广场选在井田东北部。属黄土丘陵地貌，地表除沟谷内有基岩出露外，多为新生界黄土覆盖，工业场地内无不良地质现象。二、工业场地总平面布置场地主要布置以下设施和建筑物：主井井口房、主提升胶带机走廊、筛分选矸楼、块煤胶带机走廊及卸载点、末煤胶带机走廊、末煤转载点、末煤上仓胶带机走廊、末煤筒仓、主井热风炉房、储煤场、汽车磅房、联合建筑、机修车间、器材库、消防材料库、油脂库、沉淀池、处理车间、静压水池、办公楼、食堂、车库、锅炉房。79 小尾沟初步设计变更修改版二第二章矿井原设计概况工业场地总的占地面积5.25ha，建筑总面积约为0.45ha。工业场地高于历年最高洪水位，不受洪水威胁。三、煤柱留设井田边界煤柱留20m，工业场地按二级保护,井筒按一级保护，再根据表土层和基岩厚度(表土移动角45°，基岩移动角72°)计算保安煤柱。当矿井报废时，预计护巷煤柱损失可回收50%左右。第七节供电及通讯一、供电电源矿井采用双回路供电，一回10kV电源引自师屯北35kV变电站的10kV母线段，；一回10kV电源引自师屯南35kV变电站的10kV母线段，两回电源线路分列运行,一回工作，一回(带电)备用。当一回线路故障时，另一回仍能保证全矿井负荷用电。二、电力负荷设备总台数：91台设备工作台数：88台设备总容量：1815.50kW设备工作容量：1646.50kW计算有功功率：1045.92kW计算无功功率：976.04kVAR自然功率因数：0.77无功功率补偿：360kVAR补偿后无功功率：516.04kVAR补偿后功率因数：0.9079 小尾沟初步设计变更修改版二第二章矿井原设计概况补偿后视在功率：1166.29kVA矿井年耗电量：409.52×104kW·h矿井吨煤耗电量：13.65kW·h三、送变电在矿井工业场地新建10kV变电所1座，一回10kV电源引自师屯北35kV变电站的10kV母线段，导线型号为LGJ-95mm2，输电距离约7km；一回10kV电源引自师屯南35kV变电站的10kV母线段，导线型号为LGJ-95mm2，输电距离约7.5km。两回电源线路分列运行,一回工作，一回(带电)备用。当一回线路故障时，另一回仍能保证全矿井负荷用电。电压等级：矿井地面为10kV/380V/220V；井下为10kV/660V/127V。四、安全监控与计算机管理设计利用矿井原有的1套KJF-2000型矿井安全生产监控系统。五、通讯设计配置计算机5台，简历了一个计算机管理系统网络。矿井设置一套64门的数字程控调度交换机来构成矿井生产调度通信系统，设3对中继线。主斜井的井底车场与主井井口房之间、副斜井的井底车场与提升机房之间、调度室与主通风机房之间、工业场地10kV变电所与井下主变电所之间设KT1008A直通电话。第八节给水、排水、采暖及供热一、给水(1)用水量该矿最大日用水量767.71m3。其中：生活用水量189.76m3/d79 小尾沟初步设计变更修改版二第二章矿井原设计概况；生产用水量90m3/d;其它用水量55.95m3/d;井下消防用水216m3/d，地面消防用水432m3/d。(2)水源水源分两部分，第一部分为地面生产、生活用水水源；第二部分为井下消防、洒水用水水源。据现场调研，本矿地面生产、生活用水利用小尾沟村自来水。矿井正常涌水量为50m3/h，最大涌水量为54m3/h。涌水排出地面后，经净化处理后，水质指标为：SS含量15mg/L＜30mg/L，悬浮物粒径0.2mm＜0.3mm，PH=7.3（6～9），每100mL水样中未检出总大肠菌群和粪大肠菌群，水质符合井下防尘洒水用水水质标准，可作为井下消防、洒水及井下各用水设施用水水源。(3)给水系统矿井地面生产、生活及消防及绿化与井下消防、降尘洒水采用分质系统，矿井地面生产、生活用水水源由小尾沟村自来水系统供给；井下消防、降尘洒水及绿化采用处理后的井下排水。二、排水矿井排水主要来自井下涌水及矿井工业场地生产、生活污废水。排水经隔油池处理、浴室废水经毛发聚集器处理后汇入生活污水管道，集中排入本矿井的地埋式污水处理站，处理工艺采用生物接触氧化法。食堂废水→隔油池----→生活污水管道→生活污水处理站浴室废水→毛发聚集器→生活污水管道→生活污水处理站污水管网采用排水铸铁管或钢筋砼管，DN＜200mm，采用排水铸铁管；DN≥200mm采用钢筋砼管；管道采用直接埋地敷设，埋设深度不小于0.6m。三、采暖、通风及供热(1)采暖79 小尾沟初步设计变更修改版二第二章矿井原设计概况地面生产系统和行政公共建筑的采暖及供热均采用集中供热，热源由矿井锅炉房供给，行政建筑和生产厂房的采暖热媒均采用P=0.2MPa饱和蒸汽。(2)通风工业厂房及辅助建筑物一般采用自然通风，利用门窗进行通风换气；对矿灯房、浴室及食堂等产生余热、余温和其它有害气体的建筑物，则采用机械通风方式进行通风换气。(3)井筒防冻主斜井进风量10m3/s，室外计算温度为-14℃。空气加热温度为100℃，入井混合温度为2℃，热媒为0.2Mpa饱和蒸汽，由工业广场锅炉房直接供给，采用柱型散热器。(4)锅炉房设备工业场地总的热负荷为115876W；其中采暖热负荷为533795W，浴室热负荷为335816W，洗衣热负荷为246265W。考虑管网损失，工业场地总的热负荷为1171670W。根据不同用户的使用要求及考虑到同期使用系数，选用1台锅炉，型号为：DZW1.4-0.7/95/70-AⅢ。第九节建井工期及技术经济一、建井工期估算总建设工期为21个月。详见图2-9-1。二、劳动额汇总表及劳动生产率劳动定员配备及劳动生产率，执行晋煤安发[2005]第226号文规定。矿井年生产能力300kt/a,年工作日330d，原煤生产人员工效为3.58t／工，全矿定员为385人。详见劳动定员表。79 小尾沟初步设计变更修改版二第二章矿井原设计概况劳动定员汇总表三、静态及动态投资本矿原有固定资产3200万元。设计固定资产投资3985.82万元，井巷工程802.17万元,土建工程383.58万元，机电设备购置1601.05万元，安装工程773.20万元，其他基本建设费用165.08万元，预备费260.75万元。吨煤投资132.86元。四、各种指标附表：矿井设计主要技术经济指标表，见表2-9-1。表2-9-1矿井主要技术经济指标表序号指标名称单位指标备注一井田范围1南北长度km2.22东西宽度km1.9井田面积km22.641二煤层1可采煤层数层52可采煤层总厚度m9.083馆采煤层厚带m1.29号煤层79 小尾沟初步设计变更修改版二第二章矿井原设计概况4煤
倾角嚦5-8三煤炭储量1资源/储量万t24292设计可采储量万t11141、2、9、10+11号煤层四煤类1号煤层FM2号煤层JM9号煤层JM10+11号煤层JM五煤质1原煤灰分（Ad）%17.289号煤层2原煤硫分（St.d）%2.173原煤挥发分（Vdaf）%22.234原煤发热量（Qb.daf）MJ/kg35.38六矿井设计生产能力1年生产能力kt/a3002日生产能力t/日9093后期年生产能力万t/a七矿井服务年限1设计生产年限a26.5八矿井设计工作制度1年工作天数d3302日工作班数班3九井田开拓1开拓方式斜井2水平数目个23主井井口标高m+772.54第一水平标高m+6265第二水平标高m+5456最终开采深度m7主井提升方式胶带输送机8副井提升方式单钩串车10大巷运输方式胶带输送机11矿井通风方式中央分列式79 小尾沟初步设计变更修改版二第二章矿井原设计概况十采区准备1采区个数个22采煤方法倾斜长壁3采煤工艺高档普采4采区辅助运输方式调度绞车十一地面运输1准轨铁路总长度m（1）其中:专用线长度m（2）站线长度m2窄轨铁路长度m3场外公路长度m十二建设用地1项目用地总面积ha5.45（1）其中:工业场地用地面积ha5.25（2）风井场地用地面积ha0.202用地指标（12.1/6.1）ha/万t十三地面建筑1建（构）筑物总体积m36545.52建（筑）物总面积m2957.6（1）其中:行政、福利建筑面积m2（2）居住区建筑面积m2十四人员配置1在籍员工总人数人385（1）其中:生产工人人336（2）原煤人员人3552原煤生产效率t/工3.58十五项目投资1项目总投资万元4973.34（1）建设总投资万元3985.82①其中:⑴井巷工程万元802.17⑵土建工程万元383.58⑶设备购置万元1601.05⑷安装工程万元773.20⑸其它费用万元165.08⑹预备费万元260.7579 小尾沟初步设计变更修改版二第二章矿井原设计概况②其中:动态投资万元（2）流动资金万元987.522吨煤投资元/t132.86十六原煤成本与售价1原煤生产成本元/t154.222原煤平均售价（含税）元/t300十七项目建设期1建设工期月212项目投产至达产的时间月3十八财务评价主要指标1投资回收期a2.02投资利润率%49.963投资利税率%64.65五、经济评价正常年销售收入为9000万元，总成本为3715.8万元，销售税金及附加为1201.17万元。年利润总额=9000-3715.8-1201.17=4083.03万元所得税=4083.03×33％=1347.40万元所得税后利润=4083.03-1347.40=2735.63万元投资利润率＝×100%＝49.96%投资利税率＝×100%＝64.65%投资回收期＝＝2.0a79 小尾沟初步设计变更修改版二第三章设计变更理由及变更的内容第三章设计变更理由及变更的内容第一节设计变更理由自2007年10月开工以来，小尾沟煤化有限公司煤矿按照批准的设计方案抓紧进行整合改造工程建设。但在施工过程中，矿方在9号煤层井底车场附近新发现一个断层，该断层走向北偏东28°，落差12-20m，见采掘工程平面图和C1114-163-01。另外，矿方实际探测发现：井田西北角的采空区比原先预计的大很多。而按照原设计方案，井下主要开拓系统，包括运输大巷、轨道大巷、回风大巷均需跨越通过该断层且布置于采空区内。井底主要硐室如中央变电所、水仓、中央水泵房等也将临近断层，甚至发生干涉。如坚持按原方案施工，则巷道施工、巷道支护均非常困难，将来生产系统运行也存在很多隐患。从技术角度、管理角度和经济角度分析都不尽合理，因此应调整开拓方案。矿方已做了很多工作。此外，随着竣工日期临近，矿方订货、到货了大批机电设备。在设备采购过程中，一些设备的型号，技术参数与原设计不完全一致，也需要核算确认。另根据国家和地方煤炭主管部门的文件精神，在煤矿新建或者改扩建设计中应增加压风系统和节能、节水章节。第二节设计变更的主要内容及相关变更内容一、井田开拓79 小尾沟初步设计变更修改版二第三章设计变更理由及变更的内容这次变更开拓跟原设计的不同之处为：主要开拓大巷布置在井田中部，主、副斜井落底后向南布置集中大巷与井田中部大巷相连。回风大巷落底后利用已有的总回风大巷向南布置集中回风巷与井田中部大巷相连。运输大巷沿10+11号煤层底板布置，轨道大巷沿10+11号没顶板布置，回风大巷沿9号煤层布置。副井井底水仓、中央变电所、水泵房位置调整。主斜井：原设计主斜井净宽3.2m，三心拱。变更设计为利用原有主斜井：净宽2.7m，半圆形拱。井筒内设主井提升带式输送机及行人台阶。主井皮带的维修：井筒内利用行人台阶进行维修，机尾则利用副井运送材料、备品备件经井底车场至主斜井井底进行维修。详见断面图册。二、采区布置1、首采工作面位置根据新的开拓方案重新选定首采工作面位置，详见C1114-163-01。2、采区划分及开采顺序由原四个采区调整为三个采区。开采顺序为一采区→二采区→三采区3、设备变化采区设备变化主要为：采煤机由MG-150B变更为MG2×65/312-WD；变更原因由于地质条件相对复杂，为强行通过断层需增大采煤机功率。刮板输送机由SGB150C变更为SGD630/220；变更原因，变更后采煤机的配套刮板为SGD630/220。因9#煤层顶板结构复杂，高低不平，所以工作面顶梁由金属铰接顶梁变为单体支柱加不同尺寸的π型梁，一梁一柱控制顶板。根据运输设备选型标准，输送粒度0～300mm的煤，带宽B≥800。顺槽皮带由STD650/2×22变更为SSJ800/2×22。4、大巷支护原设计为锚喷支护，变更为料石砌碹支护，断面尺寸不变79 小尾沟初步设计变更修改版二第三章设计变更理由及变更的内容。矿方前期大巷施工基本采用砌碹支护，根据当地邻矿及本矿实际使用情况，该支护形式能满足使用要求。详见断面图册。5、井下消防材料库为安全着想，井下新增消防材料库。6、井下爆炸材料发放硐室由于工作面为机械化采煤，井下使用爆炸材料较少，为安全起见取消井下爆炸材料发放硐室。三、提升、通风、排水和压缩空气设备原设计主斜井带式输送机配套电机为160kW，由于矿方到货电机为2×90kW，经计算也能满足主斜井带式输送机运行要求。副斜井增加猴车系统，方便人员升降。主通风机由FBCZ-6-№16B，电动机功率55kW变更为FBCDZ-№14，电动机功率2×45kW，变更原因矿方已到货风机为FBCDZ-№14能满足矿井300kt能力的需求。增加地面压风设备，压风机型号为LG-22/8G。四、井下运输运输大巷胶带机由STD650/2×22型变更为STD800/37型集中大巷胶带机由SD-14变更为STD800/37型。根据运输设备选型标准，输送粒度0～300mm的煤，带宽B≥800。五、供配电矿方到货设备的主斜井带式输送机、副斜井提升绞车供电电压等级均为为660v，所以变更设计增设660v地面供电系统，以满足这两台设备及新增架空乘人装置供电需求。由于矿井开拓方案发生变化，矿井投产前期，工作面离中央变电所较近，中央变电所直供能满足采区设备需求。矿井生产后期根据实79 小尾沟初步设计变更修改版二第三章设计变更理由及变更的内容际需要再考虑是否增设采区变电所。见图C1255-261-02。另外，根据变更的机电设备相应调整了供电系统。六、地面生产系统原设计设选矸楼及筒仓。由于矿方已与介休的选煤厂商订了供销煤炭协议，原煤出井直接外运，故不再设筛分系统，相应取消选矸楼及筒仓，但根据环保要求，需增设全封闭储煤场。七、工作制度工作制度由“三八制”变更为“四六制”。八、节能、节水增加节能、节水篇章。九、建井工期根据矿井整合工程建设现状重新排定工期。剩余工程建设工期为9.4个月。十、技术经济根据工作制度的变化调整了劳动定员、全员工效及概算。根据井巷工程及机电设备的变化调整了概算十一、矿井生产能力核定增加了矿井生产能力核定内容。79 小尾沟初步设计变更修改版二第四章设计变更详细设计第四章设计变更详细设计第一节井田开拓开采一、变更方案本次变更设计的开拓方案为：利用原设计方案的主、副斜井为变更后的主、副斜井，北翼回风立井为前期回风立井，南翼回风立井为后期回风立井。主、副斜井及北翼回风立井均已到9号煤层。本次变更设计仍先开采下组煤，将运输大巷、轨道大巷与回风大巷布置在井田中部，主、副斜井落底后向南延伸集中大巷与井田中部大巷相连。利用北翼回风立井为前期回风立井，利用已有的集中回风巷向南延伸与回风大巷相连，形成前期开拓系统。后期待南翼回风立井掘至9号煤层后，向北延伸集中回风大巷与回风大巷连通，关闭前期的回风立井及集中回风巷，形成后期的开拓系统。副斜井落底后设平车场，在车场两侧布置水仓、中央变电所、水泵房。回风大巷为专用回风大巷，回风立井为专用回风井。运输大巷沿10+11号煤层底板布置，轨道大巷沿10+11号煤顶板布置，回风大巷布置在9号煤层，开采水平标高550m。详见开拓图C1114-109-02及图4-1-2。后期回收1、2号煤层剩余资源，其开拓方案为：利用井筒及开拓巷道与原设计一致，后期开采时，在2号煤层掘运输下山和回风下山开采1、2号煤。开采水平标高630m。1、2号煤开拓方案详见开拓图C1114-109-01及图4-1-1。二、采区布置与机械配备1、采煤方法本次变更设计仍然采用高档普采采煤方法。79 小尾沟初步设计变更修改版二第四章设计变更详细设计2、采区划分及开采顺序本次设计将原设计划分四个采区变更为划分三个采区。开采顺序为一采区→二采区→三采区3、采区布置首采工作面90101工作面布置在井田南部，沿新发现的断层煤柱布置。详见图C1114-163-01及图4-1-3。4、机械配备1）采煤机及刮板输送机（1）变化内容采区设备变化主要为：采煤机由MG-150B变更为MG2×65/312-WD。MG2×65/312-WD采煤机参数如下：采高：1.1-2.0m；装机功率：2×2×65+2×22+7.5kW；滚筒直径：1.1m，截深：0.8m；牵引速度：0～7.07m/min；牵引力：306.2KN。最大不可拆卸件尺寸：2230mm×1030mm×482mm。配套刮板机SGD630/220。（2）采煤机选型Qm=式中：q——工作面日产量，L——工作面长度，c——工作面回采率，B——截深，γ——煤层容重。Qm==135.54t/h79 小尾沟初步设计变更修改版二第四章设计变更详细设计Vc===1.62m/s最大载荷牵引速度=1.62×1.5=2.43m/s。考虑煤层厚薄不均匀。工作面产量不均衡等因素，采煤机的实际牵引速度应达到3.5m/s。采煤机功率按比能耗计算，单位比能耗HW范围为0.55～0.85。取0.75，则W=60×Kb×B×Vmax×HW=60×1.3×0.8×3.5×0.75=165kW。可见，MG2×65/312-WD型采煤机的能力偏大，但考虑到该矿地的地质条件复杂，遇有强行通过断层的情况，采煤机的功率稍大更易于处理。2）工作面顶梁工作面顶梁由金属铰接顶梁变更为π型梁。π型梁为矿方已有设备且稳定性好能满足生产需求。3）顺槽皮带顺槽皮带由STD650/2×22变更为SSJ800/2×22，根据运输设备选型标准，输送粒度0～300mm的煤，带宽B≥800。5、工作制度根据山西省新的井下作业要求，工作制度由“三八制”变更为“四六制”。作业形式为“三采一准”。回采工作面循环进度0.6m，日进尺4.8m。9号煤层采高1.2m，工作面回采率取97%。回采工作面年推进度计算：年推进度=循环进度×日循环次数×设计年工作日×正规循环系数式中：设计年工作日为330d，正规循环系数取0.90，则：79 小尾沟初步设计变更修改版二第四章设计变更详细设计工作面年推进度=0.8×6×330×0.90=1425.6m。三、移交生产时的井巷工程量（新增的、改造的），掘进率矿井移交和达到设计生产能力时,新增井巷工程总长度2042m,掘进总体积15428m3,万吨掘进率68m。井巷工程量汇总表见表4-1-1。表4-1-1新增井巷工程量汇总表项目名称长度(m)掘进体积(m3)表土煤巷半煤岩岩巷合计井巷硐室合计表土煤巷半煤岩岩巷合计井筒井底车场及硐室主要运输巷及回风巷484362503332858318采区170102654465967140合计654138820425577988115428第二节提升、通风及压缩空气设备一、主井提升1、原设计选用DTⅡ（A）型带式输送机，B=800mm，V=2m/s，机长L=784.2m，δ=20°。Φ800mm胶面滚筒驱动，尾部拉紧；选用Y系列防爆电动机一台，电机功率N=160kW。但矿方实际到货的带式输送机的主要参数为：输送机型号DTⅡ（A），B=800mm，V=2m/s，机长L=784.2m，Φ800mm胶面滚筒驱动，尾部拉紧；选用Y系列防爆电动机一台，电机功率N=2×90kW。该带式输送机完全可以满足300kt/a的生产能力要求。2、副井提升79 小尾沟初步设计变更修改版二第四章设计变更详细设计副斜井提升设备担负矿井提升矸石，运送材料及设备等辅助提升任务。升降、运送人员另加一套井下架空乘人装置，型号为RJY37-25/720。选用一部乘人器绞车，型号为JCJ1.60-37,绳轮直径为：D=1600mm，V=1.0m/s，最大圆周力F=34.3KN，最大张力和F=98KN,配套一台YB250M-6电动机，功率为37KW，转速为980r/min。二、矿井通风矿井原设计的总需风量为27m3/s，变更设计计算的矿井需风量仍为27m3/s，只是负压有所变化。具体计算如下：根据山西省煤炭工业局晋煤安发〔2007〕2030号文件，关于2007年度年产30万吨及以上煤矿矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复，2007年小尾沟煤矿三旬中最大一天的瓦斯绝对涌出量为0.47m3/min。二氧化碳绝对涌出量为0.71m3/min，鉴定等级为低瓦斯矿井。（一）风量1、按井下同时工作的最多人数计算：Q=4NK式中:N—井下同时工作的最多人数,人；4—井下每人每分钟供风标准,m3/min；K—矿井通风系数,取1.15。则：Q=4×66×1.15=303.6m3/min。2、按用风地点实际需要风量的总和计算Q=（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ其它）×K矿通式中:ΣQ采—采煤实际需要风量的总和；79 小尾沟初步设计变更修改版二第四章设计变更详细设计ΣQ掘—掘进实际需要风量的总和；ΣQ硐—硐室实际需要风量的总和；ΣQ其它—其它井巷需要进行通风的风量总和；K矿通—矿井通风系数，取1.15。（1）回采工作面实际需要风量ΣQ采的确定：<1>按CH4涌出量计算Q采=100q采KCH4式中:Q采—回采工作面需要风量,m3/min；q采—回采工作面回风巷风流中CH4的平均涌出量,经计算q采=（0.47/0.30）×0.65=1.02m3/min；掘进面瓦斯涌出量按全矿的30%计算，工作面瓦斯涌出量按全矿的65%计算。KCH4—采面CH4涌出不均衡通风系数,根据现场实测资料为1.5；Q采=100×1.02×1.5=153m3/min<2>按CO2涌出量计算Q采=67×q采×kCO2式中：Q采—采煤工作面实际需要的风量，m3/min；Q采—采煤工作面平均绝对CO2涌出量，为（0.71/0.3）×0.65=1.54m3/min；Kco2—采煤工作面因CO2涌出不均匀的备用风量系数，取1.5。则Q采=67×1.54×1.5=154.77m3/min。<3>按工作面气象条件选择适宜的风速计算：Q基本=60×工作面控顶距×工作面采高×70％×适宜风速=60×4.2×1.20×70％×1.1=233.2m3/min79 小尾沟初步设计变更修改版二第四章设计变更详细设计Q采=Q基本·K采高·K采面长·K温(m3/min)式中:Q采——采煤工作面实际需要的风量，m3/min；Q基本——不同采煤方法工作面所需的基本风量，m3/min；K采高——回采工作面采高调整系数1.0。K采面长——回采工作面长度调整系数1.2。K温——回采工作面温度与对应风速调整系数1.1。Q采=233.2×1.0×1.2×1.1=307.83/min达产时共有1个回采工作面，ΣQ采=307.8m3/min。<4>按回采工作面同时作业人数计算实际需要风量Q采=4×20式中:N——采煤工作面同时工作的最多人数，20人Q采=4×20=80m3/min。取以上计算的最大值∑Q采=254.4m3/min。<5>按风速进行验算按最低风速验算，采煤工作面的最低风量Q采≥15×S采=15×3.2=51m3/min。按最高风速验算，ᇇ煤工作面的最高风量Q采≤240S采=240×3.2=768m3/min。经验算∑Q采=307.8/min满足风速膁求。（2）掘进工作面实际需要风量<1>按瓦斯涌出量计算Q掘=100q掘Kd式中:79 小尾沟初步设计变更修改版二第四章设计变更详细设计Q掘——掘进工作面需要风量，m3/min;q掘——掘进工作面绝对瓦斯涌出量，为0.47m3/min；Kd——掘轛工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风采系数，炮掘工作面取1.8。Q掘耽100×0.47×1.8=84.6m3/min。<2>CO2涌出量计算Q掘=67q掘Kd式中：Q掘——掘进工作面实际需要的风量，m3/min；q掘——掘进工作面平均绝对CO2涌出量，为0.71m3/min；kd——掘进工作面因CO2涌出不均匀的备用风量系数，取1.8。则Q掘=100×0.71×1.8=127.8m3/min。<3>按局部通风机的实际吸风量计算：Q掘=Q扇I+60×0.25Sm3/min式中：Q掘——掘进工作面实际需要的风量，m3/min；Q扇——掘进工作面局部通风机的实际风量，风机型号为FD-№5/11，风量150-210m3/min，取200m3/min；I——掘进工作面同时通风的局部通风机台数，为1台；S——掘进工作面断面积，6.4m2。Q掘=180×1+60×0.25×6.4=296m3/min则ΣQ掘=2×296=592m3/min。<4>按工作面同时作业人数计算需要风量Q掘i=4×Ni式中:79 小尾沟初步设计变更修改版二第四章设计变更详细设计Ni——第i个掘进工作面同时工作的最多人数，人每个掘进工作面按8人计算Q掘=4×8=16m3/min。两个掘进工作面∑Q掘=2×16=32m3/min。<4>按炸药量计算掘进工作面实际需要的风量Q掘=25×Ai式中:Ai——第i个掘进工作面一次爆破的最大用药量，kg。每个掘进工作面Q掘=25×3.00=75m3/min。两个掘进工作面∑Q掘=2×75=150m3/min。取以上计算的最大值∑Q掘=592m3/min，每个掘进工作面296m3/min。<5>按风速进行验算掘进工作面:Q掘≥15×S煤=15×6.4=96m3/min。Q掘≤240S煤=240×6.4=1536m3/min。经验算，各个掘进工作面风量满足风速要求。(3)ΣQ硐的确定矿井前期井下不设采区变电所，无独立通风硐室，后期可根据实际需要增加采区变电所。(4)ΣQ其它的确定：考虑该矿其它巷道漏风,取ΣQ漏=240m3/min。接替工作面风量按工作面50%计，则：ΣQ其它=307.8×50%+240=393.9m3/min。则Q矿进=（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ其它）×K矿通=(307.8+592+0+393.9)×1.2=1552.44m3/min=25.87m3/s。79 小尾沟初步设计变更修改版二第四章设计变更详细设计总需风量取27m3/s。（二）矿井风量分配总需风量27m3/s，9号煤层回采工作面7m3/s，备用工作面3m3/s，掘进工作面6×2=12m3/s，，其它5m3/s。（后期采区变电所2m3/s）（三）矿井通风风压及等积孔计算1、负压计算本次设计对矿井容易时期和困难时期分别进行阻力计算。经计算,矿井前期（利用北翼风井）容易时期最小负压374Pa，困难时期最大负压452Pa；矿井后期（利用南翼风井）容易时期最小负压305Pa，困难时期最大负压429Pa。因此矿井容易时期最小负压305Pa，困难时期最大负压452Pa。矿井详见矿井负压计算表4-2-1、4-2-2、4-2-3、4-2-4。通风系统图详见图4-2-1、4-2-2。2、等积孔计算根据公式计算等积孔式中：Ａ——等积孔，m2Ｑ——矿井总风量，m3/sh——矿井负压,Pa经计算，矿井容易时期等积孔为1.98m2，困难时期等积孔为1.51m2。矿井通风难易程度属中等。79 小尾沟初步设计变更修改版二第四章设计变更详细设计三、通风设备1、设计依据1)矿井所需风量：27m3/s；2)通风困难时期负压：452Pa；3)通风容易时期负压：305Pa。上述条件与原设计基本一致。2、通风设备原设计选用2台FBCZ-6-NO16B型轴流风机，配用电机功率为55kW，该风机风量范围为19～47m3/s；风压范围为200～1050Pa。矿方现到货FBCDZ-6-№14对旋轴流通风机,配套电机2×45KW,本设计对到货风机进行校核验算：1)确定风机需要的风量及负压风量:Q=KlQL=28.35m3/s困难时期负压:Hmax=hmax+Δh=602Pa容易时期负压:Hmin=hmin+Δh=455Pa2)选择风机FBCDZ系列煤矿地面用防爆抽出式对旋轴流通风机是处于目前国内领先水平的最新节能型轴流式主通风机，具有效率高、噪声低、节能效果显著、运行平稳以及结构紧凑合理、安装、调试、维修方便等特点，能满足我国大、中型煤矿的通风需要，矿方到货的FBCDZ-6-№14两台对旋轴流通风机,1台工作，1台备用。该风机风量范围为14.8～42.1m3/s，风压范围为537～2029Pa。3)确定风机运行工况点最大、最小网路阻力系数：Rmax==0.75Rmin==0.57风机网路特性曲线方程：79 小尾沟初步设计变更修改版二第四章设计变更详细设计Hmax=RmaxQ2=0.75Q2Hmin=RminQ2=0.57Q2将网路特性曲线方程置于所选风机性能曲线上,其交点即所求工况点(见表4-2-3)。表4-2-3通风网络特性曲线参数表Q（m3/s）810152025303540Hmax（Pa）48751693004696759191200Hmin（Pa）3757129228357513699912将通风机的个体风压特性曲线与通风机工作风阻曲线绘在同一坐标系上可得通风机实际工况点，如图4-2-3,风机工况点如下：通风困难时期：Q1=30.5m3/s，H1=680Pa，N=28KWη1=74％，叶片安装角度42°/30°。通风容易时期：Q2=31.2m3/s，H2=570Pa，N=24KWη2=70％，叶片安装角度42°/30°。4)电动机功率计算通风困难时期：N==33kW＜2×45kW通风容易时期：N=(NN)=26kW＜2×45kW配套电机为YBFh280-6型电机，电压380V，功率2×45kW，转速980r/min。经验算，FBCDZ-6-№14型轴流风机能满足矿井通风需要。主通风机为双回路供电，电源引自风井工业场地10/0.4kV变电亭0.4kV不同母线段，1回工作，1回备用，选用GGD279 小尾沟初步设计变更修改版二第四章设计变更详细设计型低压配电装置。采用降压起动。3、反风措施矿井反风采用风机反转反风方式。四、压风设备在矿井地面工业场地设压风机房，集中由副斜井向井下风动设备供风。1、设计依据矿井用风设备及参数见表4-2-4。表4-2-4矿井用风设备及参数表设备名称型号单台耗风量（m3/min）工作压力（MPa）用风地点及设备数量同时工作台数同时使用系数炮掘工作面综掘工作面湿式混凝土喷射机PC6U50.4210.5风动凿岩机YT－242.90.6210.5锚杆机MQT-120/2.73.30.52220.52、设备校验1）矿井用风地点集中在炮掘工作面，每班使用风动机具的最大耗气量：Q=α1•α2γ•∑mi•qi•ki=1.15×1.15×1.1(2×5×0.5＋2×2.9×0.5＋4×3.3×0.5)＝21.1m3/min。式中α1——管网全长漏气系数，取1.15；α2——考虑风动机械磨损，耗气量增加的系数，取1.15；γ——海拔高度修正系数，取1.1；mi——同型号风动机械在一个班内使用的台数；79 小尾沟初步设计变更修改版二第四章设计变更详细设计qi——风动机械和额定耗气量；ki——同型号风动机械同时使用系数。矿井设计选用LG-22/8型螺杆式空气压风机两台，一台工作，一台备用。空压机额定排气量22m3/min，额定排气压力0.8MPa，配套两台660V、132Kw、1480r/min鼠笼式异步电动机。根据每班使用风动机具的最大耗气量，可满足井下掘进用风需要。2）按供氧人数需气量（1）常压下需气量Q常＝0.3α1γn＝0.3×1.15×1.1×65=24.66m3/min式中：α1——管网漏气系数，取1.15；n——压风供氧人数，n＝65；γ——海拔高度修正系数，取1.1；0.3——每人供风量按0.3m3/人计算。（2）空压机的供气量转化为常压下的供气量Q产＝P高·Qe/P常=8×22/1=176m3/min>24.66m3/min所以本空压机能满足灾害出现时，井下全部工人的供气量。3、管路系统主管：空压机站经副斜井至井下水平敷设φ89×4无缝钢管。压风干管：由水平轨道大巷接管，经顺槽敷设φ57×3.5无缝钢管。4、空压机电耗①年电耗E1=(0.8K+0.2)=654821kW．h/a②吨煤电耗Et=0.73kW．h/t5、配电、控制79 小尾沟初步设计变更修改版二第四章设计变更详细设计为保证空气压缩机供电的可靠性，两回380V电源分别引自矿井工业场地10kV变电站0.41kV不同母线段，1回工作，1回备用，配电室设低压配电柜，采用空气压缩机成套控制设备。第三节井下主要运输设备（一）原设计井下运输大巷选用1部STD650/2×22型胶带输送机，带宽650mm,运量200t/h,带速1.6m/s，功率2×22kW。从生产实际和技术规范角度考虑，变更设计调整选型为STD800/37型胶带输送机，带宽800mm,运量85t/h,带速1.0m/s。一）设计依据1、生产能力:根据矿井年生产能力及考虑工作面生产不均衡，按Q=85t/h计算2、井筒倾角:小于8°(按8°倾角计算)3、输送物料名称:原煤4、输送物料粒度:0－300mm5、输送机水平投影长度:Lh=400m6、输送机垂直提升高度:H=60m7、物料松散密度：γ=0.9t/m3二)参数及计算1、带宽的选择选择B=800的有煤安标志的抗静电的PVG阻燃胶带，单位长度重量q=10.9kg/m，带速选用1.0m/s。2、托辊的选择上下托辊的直径φ89mm，上托辊间距a0=1.2m,下托辊间距aU=2.5m。79 小尾沟初步设计变更修改版二第四章设计变更详细设计3、每米物料重q===23.6(Kg/m)4、托辊参数上托辊为89mm托辊组，间距，转动的部分质量G′=6.45kg。q===5.4(Kg/m)下托辊89mm，间距L2＝2500mm，转动部分质量G=5.79kg。q===2.4(Kg/m)三)传动滚筒上所需圆周驱动力Fu及功率1、圆周驱动力对于承载段：W=（q+q+q）Lω+（q+q）H式中：q——每米输送带自重（Kg/m）取10.9；q——每米长度上托辊转动部分重量（Kg/m）取5.4；qG——每米物料的质量（Kg/m）取23.6；ω----槽形托辊阻力系数查手册取0.04。将以上数值代入上式中,得出W=（10.9+5.4+23.6）×400×0.04+（10.9+23.6）×60Kg=3638Kg对于空载段：W=（q+q）Lω+qH式中：q——每米长度下托辊转动部分重量（Kg/m）取2.4；ω----平形托辊阻力系数查手册取0.035。79 小尾沟初步设计变更修改版二第四章设计变更详细设计将以上数值代入上式中,得出W=（10.9+2.4）×400×0.035+10.9×60Kg=-986Kg所需圆周驱动力F=W-W=3638-986Kg=2652Kg2、正常运行时传动滚筒的轴功率：四）计算电动机总功率1、由公式N=式中：K----功率备用系数，取1.0；η-----总传动效率，对胶面传动滚筒取0.9。将以上数值代入上式中,得出N=1.0×28.9KW配用YB225S-4电动机，额定功率37KW；减速器：ZSY280-31.5；制动器：YWZ-250/30;偶合器：MLL7-1-250MT7b。2、拉紧装置选择车式拉紧装置。对停机及意外停电，张紧装置能实现自动制动，可靠地确保运输带处于张紧状态。3、电控设备厂家根据胶带输送机型号提供能隔爆有煤安标志的成套电控设备。4、保护装置：JZB系列胶带机综合保护仪；KPT1-A2B型跑偏开关；TS倾斜开关；KLT1-A型双向拉绳开关；DB-100撕裂开关；ZSJ01-L-Y型纵向撕裂检测器；LD01Z-1型溜槽堵塞检测器；DH02E-2系列胶带速度检测器；LW02S-Y型水银式料位开关；LLJ02-Y型料流检测器。79 小尾沟初步设计变更修改版二第四章设计变更详细设计5、以上带式输送机电控和电机除符合各自产品标准和GB3836.1-2000《爆炸性气体环境用电气设备通用要求》外，还必须满足GB3836.3-2000《爆炸性气体环境用电气设备增安型“e”》，液力制动器所采用的油泵电机和气动电磁阀也必须符合GB3836.2-2000的规定。五）输送带张力计算按不打滑条件计算：单电机单滚筒：围包角：，摩擦系数选查手册得F=KF=1.3×2652Kg=3447KgF≥F=2298Kg所以按传动条件应满足F≥2298Kg按垂度条件：对承载分支由公式1742Kg对回程分支由公式989Kg满足要求。由F=2298Kg，计算胶带各点张力F3≈F4=F+W≈2298+986Kg=3284Kg则F1=5593Kg布置形式见图4-3-1。此时F1点张力最大，F3点是下支最小张力，F4是上支最小张力。F1=5593KgF2=2298Kg79 小尾沟初步设计变更修改版二第四章设计变更详细设计F3≈F4=3284Kg六）输送带强度校核m≥[m]由公式m=式中：S----输送带额定拉断力，选用的（800/1）PVG整芯胶带，拉断强度68800Kg.则m=12.3＞[m]=12满足要求。（二）集中运输巷胶带输送机选型计算同上，选用1部STD800/37型胶带输送机，带宽800mm,运量85t/h,带速1.0m/s。则电动机选用型号为YB225S-4，额定功率37KW。电动机：YB225S-4，N＝37KW减速器：ZSY280-31.5；制动器：YWZ-250/30;偶合器：MLL7-1-250MT7b。79 小尾沟初步设计变更修改版二第四章设计变更详细设计配用的电气和电控设备及拉紧保护装置同上。根据计算选用胶带输送机主要技术参数见表4-3-2。表4-3-2胶带输送机技术特征表型号输送能力(t/h)输送长度(m)带速(m/s)带宽(mm)电机功率(kW)电压等级(V)STD800/37854001.080037660STD800/37852001.080037660第四节供电一、供电电源及地面供电系统1、上级变电站技术特征矿井电源一路引自师屯北35KV变电站10KV母线，送电距离约7km。另一路引自师屯南35KV变电站10KV母线，送电距离约7.5km。两回电源线分列运行，一回工作一回备用，两回电源线路上都不得分接任何负荷。上级变电站技术特征详见表4-4-1。表4-4-1本矿上级电源变电站技术条件名称电压变压器台数容量（kVA）负荷率出线间隔数变压器接线方式师屯北变电站35kV/10kVSZ911000080％8YD11师南屯变电站35kV/10kVSFSZ11000078％9YD112、无功补偿变更79 小尾沟初步设计变更修改版二第四章设计变更详细设计（1）本次变更适当调整无功补偿来使矿井功率因数可达0.93，详见负荷统计表，表4-4-2和图C1114-261-01。3、地面660v供电系统根据矿方到货设备电压等级，变更设计增设660v地面供电系统，该系统采用单母线分段接线方式。电源两回均引自工业场地10kv变电所660v不同母线段。变压器选用两台S9-500/10,10/0.0.69型变压器，660v配电装置选用GZL低压配电装置。主井皮带、副井提升绞车和乘人绞车由该系统供电，且为双电源供电。在该系统设电容器自动补偿装置一套以满足该系统负荷的正常供电。见图C1114-261-02.4、地面380v供电系统变压器变更由于增加了660v供电系统，原设计地面10kv变电所内两台S9-500/10,10/0.4变压器满足负荷率不大于80%的供电要求，并满足一、二类负荷用电。见负荷统计表和图C1114-261-01。二、井下供电1、由于矿井投产初期采区工作面距中央变电所仅为200米，故变更设计考虑暂不设采区变电所，工作面设备直接由中央变电所供电。由于到货采煤机和刮板机的配套电机的电压等级均为1140v，90101工作面设备均改为1140v电压供电，移变由原来KBSGZY-500/10,10/0.69KV变更为KBSGZY-800/10,10/1.2KV。见图C1114-261-03.2、中央水泵房中央水泵房由中央变电所两台KBSG-400/10，10/0.69型变压器供电，供电形式为两台变压器同时运行，当其中一台变压器发生故障时另一台变压器可满足井下主变电所直供的全部一类及部分二类负荷的供电要求。3、井下照明设计调整79 小尾沟初步设计变更修改版二第四章设计变更详细设计本次变更设计调整了井下照明设备的接线方式即解决了低压电源母线无法接入照明综保接线腔的问题，详见图C1114-261-03.三、局扇供电设计变更在井下中央变电所增加一台BGP9L-10矿用隔爆型高压真空配电装置，另各增设一台KBSG-100/10,10/0.69矿用隔爆干式变压器单独给局扇风机供电来满足双电源供电要求，且局扇风机为一用一备。见图C1114-261-03,C1114-261-04。第五节地面生产系统及工业场地布置原设计设选矸楼及筒仓。由于矿方已与介休的选煤厂商订了供销煤炭协议，原煤出井经地面带式输送机输送至储煤场，然后由汽车直接外运，故不再设筛分系统，相应取消选矸楼及筒仓，但根据环保要求需在储煤场增设全封闭结构，储煤场总面积约为4200m。地面带式输送机选用B=800mm的PVG整芯胶带，运量100t/h，带速1.0m/s，配套电动机功率为30KW。具体选型计算如下：一）设计依据1、输送能力：300Kt/a，工作制度：330d×16h，每小时57t，乘不均衡系数1.15计算得66t/h，但考虑到主井提升带式输送机的输送能力为100t/h，为了与主井提升配套和正常接续，所以本胶带机生产能力按100t/h计算。2、输送物料名称:原煤3、倾角:按14°计算。4、输送物料粒度:0－300mm5、输送机水平投影长度:Lh=133m79 小尾沟初步设计变更修改版二第四章设计变更详细设计6、输送机垂直提升高度:H=7m7、物料松散密度：γ=0.9t/m38、驱动方式：单传动滚筒单电机二)参数及计算1、带宽的选择选择B=800的PVG整芯胶带，单位长度重量q=10.9kg/m，带速选用1.0m/s。2、托辊的选择上下托辊的直径φ108mm，上托辊间距a0=1.2m,下托辊间距aU=3m，上托辊槽角35°。3、每米物料重q===27.8(Kg/m)4、托辊参数上托辊为108mm托辊组，间距，转动的部分质量G=10.59kg。q===8.8(Kg/m)下托辊108间距L2＝3000动部分质量G=8.78kg。q===2.93(Kg/m)三)传动滚筒上所需圆周驱动力Fu及功率1、圆周驱动力F=CF+F+F+F=CfLg[qrO+qrU+(2qB+qG)cosδ]+Cε·μ0·L(qB+qG)·g·cosδ·sinε+nAPμ+B·K+qgH79 小尾沟初步设计变更修改版二第四章设计变更详细设计式中：C——装料系数,取1.67；f——模拟摩擦系数,取0.023；L——输送机长度，134m；Cε——槽形系数，取0.4；μ0——-托辊和输送带间的摩擦系数，取0.4；L——装有前倾托辊的输送机长度，134m；ε——托辊前倾角度，取1.5°；n——清扫器个数，包括头部清扫器和空段清扫器；A——一个清扫器和输送带接触面积，查手册取0.01m；P——清扫器与输送带间的压力，取5×10N/m；μ——清扫器与输送带间的摩擦系数，取0.6。K——刮板系数，一般取为1500N/m。将以上数值代入上式中,得出F=14838+1688+1500+1200+2274N=21500N所需圆周驱动力F=21500N2、正常运行时传动滚筒的轴功率：四）计算电动机总功率1、由公式N=式中：K——功率备用系数，取1.0；η——总传动效率，对胶面传动滚筒取0.9。将以上数值代入上式中,得出N=1.0×24KW79 小尾沟初步设计变更修改版二第四章设计变更详细设计配用Y200L-4电动机，额定功率30KW；减速器：ZSY280-50；制动器：YWZ-250/30;偶合器：MLL6-1-200MT6b。2、拉紧装置选择重锤垂直拉紧装置。对停机及意外停电，张紧装置能实现自动制动，可靠地确保运输带处于张紧状态。3、电控设备厂家根据胶带输送机型号提供成套电控设备。4、保护装置：JZB系列胶带机综合保护仪；KPT1-A2B型跑偏开关；TS倾斜开关；KLT1-A型双向拉绳开关；DB-100撕裂开关；ZSJ01-L-Y型纵向撕裂检测器；LD01Z-1型溜槽堵塞检测器；DH02E-2系列胶带速度检测器；LW02S-Y型水银式料位开关；LLJ02-Y型料流检测器。第六节节能、节水（一)节能措施1、节电1)电耗指标分析本矿井采用了较先进的采、掘、运及供配电设备。本矿井井下涌水量较小，主井采用斜井，带式输送机输煤方式。地面用电负荷较少，对本矿井电力负荷估算后计算得矿井吨煤耗电21.4kW·h，与同类矿井相比吨煤耗电指标低于平均指标。2)节电措施变电所变压器选用S9系列低损耗变压器，井上下均采用节能型荧光灯，减少电能损耗。79 小尾沟初步设计变更修改版二第四章设计变更详细设计高压深入负荷中心，井下采煤工作面及掘进工作面均采用移动变电站，提高了供电质量，减少了低压电缆数量，节省投资，减少电能损耗。在矿井主变电所设电容器自动补偿装置，提高功率因数，减少电能损耗。2、节煤1)工业场地总的热负荷为115876W；其中采暖热负荷为533795W，浴室热负荷为335816W，洗衣热负荷为246265W。考虑管网损失，工业场地总的热负荷为1171670W。2)节煤措施(1）锅炉房工程：工业场地设集中锅炉房一座,采用一台DZW1.4-0.7/95/70-AⅢ蒸汽锅炉，所选锅炉为效率高、煤耗低的锅炉。锅炉房内设备及管道表面温度高于50℃的均进行保温。(2）锅炉房选用的水泵为节能型水泵，运行工况均在高效区内，以节省电耗。(3）供暖系统：矿井工业场地各建筑物采暖采用集中供暖。避免经换热设备的凝结水均返回凝结水箱，回收利用。工业场地供热管网热水管道采用40mm厚聚氨脂保温，蒸汽管道采用40mm厚岩棉保温管壳保温，地沟敷设，减少供热管道的热损失。3、工艺系统节能措施1)矿井开拓本矿井采取了斜井开拓、中央并列通风方式，初期井下运输距离、通风线路相对较短，为矿井的节能提供了良好的基本条件。井下煤流运输采用带式输送机，效率高，运量大，维修量小，减少了运输环节和设备台数，系统简洁，安全可靠，大大节省了电耗。2)矿井开采79 小尾沟初步设计变更修改版二第四章设计变更详细设计矿井回采工作面采用高档普采采煤法开采，设备选择切合煤层赋存条件,工作面单产高、工效高,其采煤工艺为矿井节能创造了有利条件。3)通风安全矿井采用中央并列式通风，运输、轨道大巷进风，回风大巷回风，矿井的通风负压小，选用了2台FBCDZ—6—№14新型风机，风机的节能效果显著。4、地面建筑地面建筑设计结合当地气候及建筑物功能要求，对朝向、布局、建筑平面、建筑立面、建筑体型、建筑结构和建筑材料等各方面均采取有利节能的最佳选择。建筑设计中涉及节能、合理利用能源保温、防热等有关的技术问题，与供热设计综合考虑协调处理。具体采取如下节能措施：1)建筑物布置争取良好朝向，以达到节能目的。本矿井绝大多数建筑物为南北朝向。2)建筑物体型设计，尽量缩小其外墙面积与所包围建筑体积的比值，采取联合建筑以减少外墙面，以及合理加大进深等措施达到节能目的。3)建筑物保温设计，除考虑防寒层结构外，综合考虑其它设施，入口处避免冷风直吹，建筑物背阴面减少开窗及缩小窗洞面积，位于转角的房间避免两侧墙面均设窗户，避免过多考虑立面美观而过分增大窗户及任意采用玻璃幕墙，以减少热量损失，节约能源。4)行政、公共建筑及居住建筑除争取良好朝向外，间距及布局均充分满足日照及自然通风要求，节约能源。579 小尾沟初步设计变更修改版二第四章设计变更详细设计)屋面及外墙是直接影响建筑物保温、防热效果的重要因素，在建筑材料及其厚度上必须满足保温、防热要求，因为本工业场地地处严寒地区，承重外墙用370墙，非承重外墙维护砌块墙用200厚墙。对于门窗的设计采用，要优先考虑其密闭性能，特别是行政、公共建筑及居住建筑门窗的密闭性能。设计采用双层玻璃窗，增加其密闭及保温性能。5、机械设备矿井主要设备计算选型设计中，对每种设备都做了几种不同的方案，经过技术、经济和节能等比较后，选用了运行效率高，耗电小的节能型产品。6、给排水、暖通及环保1)给排水节能（1）供水系统选择方面根据工业场地的布置情况结合各用水点对水质、水压的不同要求，根据用水量的大小及时调整水泵的运行，最大限度的节省能耗。（2）设备选型方面各种水泵均选用高效新型水泵，正常运行时均在高效区运行；给水管采用通量大、磨阻小、无腐蚀的U－PVC管材。管内流速采用经济流速。2)暖通节能措施（1）供暖系统选择矿井工业场地各建筑物采暖均采用集中供暖。蒸汽经换热设备的凝结水均返回凝结水箱，循环利用。室外热力管道均采用导热率低、保温性能好的岩棉制品保温材料。（2）供暖设备选型所选锅炉均为效率高，煤耗低的锅炉；换热设备选用换热效率高的合流程式汽－水换热器；在管道管径的选取上使蒸汽、水流速在其经济流速范围内。（二)节水措施1、用水指标分析该矿最大日用水量767.71m3。其中：生活用水量189.76m3/d；生产用水量90m3/d;其它用水量55.95m3/d;井下消防用水216m3/d79 小尾沟初步设计变更修改版二第四章设计变更详细设计，地面消防用水432m3/d。井下消防一次用水量为216m3。2、节水措施（1）提高水资源利用率选用节水型生产工艺技术和设备，降低水的耗用量，用有限的水资源生产出更多更好的产品，淘汰落后的卫生器具、设备和管道材料，采用高效节水型新工艺、新技术、新材料，同时供水系统采取防渗、防漏措施，降低水资源无效消耗。（2）充分利用水资源根据用户需求，设计采取分质供水，采用不同的水源。将矿井排水处理达标后作为井下消防及降尘洒水等的水源，提高水资源的利用率。工业场地的生活污水，经排水管网汇集至生活污水处理站。达到《污水综合排放》二级标准后部分用于厂区绿化，多余排放。第七节建井工期及技术经济一、建井工期（一）待建工程自2007年9月开工以来，该矿井下和地面大部分工程已完工或正在施工中，尚未完成的主要工程有：1、井下运输、轨道及回风大巷的延伸。2、首采工作面顺槽。3、全封闭储煤场。4、储煤场带式输送机走廊。5、井上、下部分设备的安装调试。（二）移交标准79 小尾沟初步设计变更修改版二第四章设计变更详细设计移交标准：完成达到矿井设计生产能力时所必需的井巷工程、土建工程、设备购置及安装工程。在9号煤1采区布置1个普采工作面，并经上级主管部门检查验收合格。详见采区巷道布置及机械设备配备图等。（三）井巷平均成巷进度指标根据《煤炭工业矿井设计规范》中的掘进成巷指标，结合目前其它煤矿实际成巷进度，确定本矿井井巷平均成巷进度指标如下：采区巷道：200m/月；顺槽巷道：250m/月；硐室：500m3/月。（四）井巷工程主要连锁工程的确定根据井巷工程计划进度，确定井下主要连锁工程如下：（1）运输大巷→工作面运输顺槽→工作面开切眼。（2）回风大巷→工作面回风顺槽。（3）轨道大巷→采区运输巷掘进面→采区回风巷掘进面。（五）建井工期估算本次施工工程主要是采区运输、回风巷道及工作面运输、回风顺槽，剩余矿井建设工期为9.4个月。矿井建设工期综合进度图详见4-7-1。（六）达到设计产量时间首采回采工作面投产及接替工作面顺槽开掘以后，即可达产。（七）产量逐年递增计划和安排矿井从投产试运行到达产预计需3个月时间。矿井达产后，保持300kt的年生产能力。二、技术经济（一）劳动定员及劳动生产率79 小尾沟初步设计变更修改版二第四章设计变更详细设计劳动定员配备及劳动生产率，执行晋煤安发[2005]第226号文规定。矿井年生产能力300kt/a,年工作日330d，原煤生产人员工效为3.0t／工，全矿定员为471人。详见劳动定员表4-7-1。表4-6-1劳动配备表序号工种出勤人数在籍系数在籍人数第一班第二班第三班第四班小计1生产工人808080382783981）井下生产工人636363302191.453182）地面生产工人1717178591.35802管理及技术人员77732424　生产人员小计878787413024223服务人员888630304其他人员55541919　合计10010010051351471（二）工程概算本设计变更带来的工程变化主要是部分井巷工程、地面设施和机电设备，其他工程维持原设计不变。因此这里只对变化和调整的工程量做了概算和经济分析。经计算，井巷工程变化部分的概算价值比对应部分原概算价值减少213.75万元，土建工程变化部分的概算价值比对应部分原概算价值增加了133.46万元，机电工程及安装工程变化部分的概算价值比对应部分原概算价值增加172.19万元。设计变更后的总概算价值比原设计总概算价值约增加91.90万元。见附表4-7-2、4-7-3、4-7-4。由于总概算价差很小，几乎可以忽略不计，因此本设计变更的经济分析部分仍采用原设计经济分析的数据和结论。79 小尾沟初步设计变更修改版二第四章设计变更详细设计第八节变更后各环节能力复核一、回采能力复核工作面生产能力计算在9号煤层中布置一个长壁高档普采工作面。工作制度为四六制，三采一准。每班2个循环。采煤工作面生产能力按下列计算：Q采=l×h×b×γ×n×c×N式中：Q采—工作面年产量，kt/a；l—工作面长度，为150m；h—工作面采高，取为1.2m；γ—原煤容重，9号煤层为1.45t/m3；b—日推进度，4.8m/d；n—年工作天数，330d；c—工作面回采率，取97%；N—正规循环系数，取0.90；Q采=150×1.2×4.8×1.45×330×0.97×0.90=360919t/a=360kt/a；掘进煤量按回采煤量的5%考虑，则矿井总产量为：Q=(1＋5%)×360=378(kt/a)能够满足矿井设计生产能力300kt/a的要求。二、供电能力复核1、电源线路能力核定：79 小尾沟初步设计变更修改版二第四章设计变更详细设计式中：Am——电源线路的这算能力，万t/a.P——线路合理允许的供电容量，KW.W——吨煤电耗，KW.h.其中P取补偿后10KV侧有功功率。全矿吨煤电耗为21.4KW.h.2、变压器能力计算：式中：A——变压器的这算能力，万t/a.S——工作变压器容量，KVA——全矿功率因数取0.9W——吨煤电耗，KW.h.3、结论：取上述两者薄弱环节32.5万t/a.作为该矿供电系统的核定生产能力。三、井下大巷运输能力复核1、运输大巷选用STD800/37胶带输送机，带宽800mm,运量85t/h,带速1.0m/s，功率为37kW。2、生产能力核算：由公式：A=3600×330·ω·V·t/（10·K）=40.9万t/a上式中：ω——单位输送机长度上的负载量，取23.6Kg/m;79 小尾沟初步设计变更修改版二第四章设计变更详细设计V-——输送机带速，取1.0m/s；t——日提升时间，取16h；K1——运输不均匀系数，取1.1；由上计算，该矿井下大巷运输的生产能力核定为40.9万t/a。四、主提升系统能力复核1、主提升带式输送机，原设计主要技术参数为：B=800mm，V=2m/s，Q=100t/h，机长L=784.2m，δ=20°，Φ800mm胶面滚筒驱动，电动机功率为2×90KW。2、生产能力核算：由公式：A=3600×330·ω·V·t/（10·K）=44万t/a上式中：ω——单位输送机长度上的负载量，取13.9Kg/m；V-——输送机带速，取2m/s；t——日提升时间，取16h；K1——运输不均匀系数，取1.2；由上计算，该矿主提升系统的生产能力核定为44万t/a。五、通风能力复核1、到货的FBCDZ-6-№14两台对旋轴流通风机,该风机风量范围为14.8～42.1m3/s，负压范围为537～2029Pa，配套电机2×45KW，矿井所需风量Q=27m3/s，需要风机提供的风量Q=28.35m3/s。2、生产能力核算：由公式：A=（万t/a）式中：A---年产量，万t/a；Q---矿井总进风量，m3/min；矿井总进风量Q可根据风机的最大风量计算，即Q＝42.1×60＝2526m3/min；79 小尾沟初步设计变更修改版二第四章设计变更详细设计K---矿井通风能力系数，取值为1.40；q---平均日产吨煤需要的风量，m3/t；式中：Q---矿井实际需要风量，m3/min，取值为27m3/s；A---矿井平均日产煤量，t，取值为909t/d。由上述条件可得出：由上计算，该矿通风生产能力核定为33.4万t/a。六、排水能力复核1、排水采用3台D85-45×7型水泵，配用电机功率为132kW。.矿井正常涌水量QH=50m3/h，矿井最大涌水量Qm=54m3/h，该泵额定流量为85m3/h，额定扬程为322m。2、生产能力核算：由公式：式中：A----矿井正常涌水量时的年排水能力，万t/a；B----工作水泵小时排水能力，m3/h，取值为85m3/h；P----平均日产吨煤所需排出的正常涌水量，m3/t；按平均日产吨煤909t，平均日排水量为24×50=1200m3/d，那么平均日产吨煤所需排出的正常涌水量为1200/909m3/t=1.32m3/t。由上述条件可得出：由上计算，该矿排水生产能力核定为42.5万t/a。79 附录：1、《采矿许可证》；2、企业法人营业执照；3、晋煤整合办核(2006)5号文“关于《介休市煤炭资源整合和有偿使用工作方案》的核准意见”；4、市安监行[2007]43号“关于介休市小尾沟煤化有限公司矿井资源整合地质报告审查的批复”；5、市安监规【2007】59号关于《介休市小尾沟煤业有限公司矿井资源整合初步设计的批复》。6、设计委托书；7、山西省煤炭工业局晋煤安发〔2007〕2030号“关于2007年度年产30万吨及以上煤矿矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复”；8、山西省煤炭工业局综合测试中心化验结果；9、供用电合同；10、救护协议书； 目录设计变更编制说明I第一章井田概况及安全条件1第一节井田概况1第二节安全条件5第二章矿井原设计概况25第一节工程性质25第二节井田开拓开采25第三节提升、通风、排水和压缩空气设备29第四节井上下主要运输设备30第五节地面生产系统30第六节工业场地布置特征、防洪排涝及地面建筑及煤柱31第七节供电及通讯32第八节给水、排水、采暖及供热33第九节建井工期及技术经济35第三章设计变更理由及变更的内容40第一节设计变更理由40第二节设计变更的主要内容及相关变更内容40第四章设计变更详细设计44第一节井田开拓开采44 第二节提升、通风及压缩空气设备47第三节井下主要运输设备58第四节供电63第五节地面生产系统及工业场地布置65第六节节能、节水68第七节建井工期及技术经济72第八节变更后各环节能力复核75'