矿务集团有限公司2005年煤矿安全改造项目可行性研究报告 119页

'徐州矿务集团有限公司2005年煤矿安全改造项目可行性研究报告1企业安全生产现状1.1企业基本情况徐州矿务集团有限公司（以下简称为徐州矿务集团）是1998年5月经江苏省人民政府批准由原徐州矿务局改制而成的，并授权为国有资产投资主体，是一个具有110年煤炭开采历史的国有特大型企业集团。徐州矿务集团由24个分公司（其中有12个生产矿井，1个在建矿井）、24个全资及控股子公司、7个事业法人组成。1970年10月前隶属于原煤炭部，后划归江苏省管理。徐州矿务集团位于江苏省北部，横跨徐州市两县三区，企业占地面积为25.57km2，其中生产占地15.82km2。徐州矿务集团现核定生产能力为12.95Mt/a，2004年原煤产量1509Mt。2004末年企业固定资产规模为117.83亿元，资产负债65.14亿元。全民在册职工67083人。企业拥有各类专业技术人员13041人，其中具有高级职称601人，企业管理人员4451人。1.2煤炭资源和地质条件1.2.1煤炭资源状况截止2004年末，徐州矿务集团煤炭保有储量111894.7万吨，可采储量64036.1万吨，其中薄煤层和极薄煤层的储量为22028.4万吨，占34.4%。分煤系储量为:下石盒子组可采储量20980.9万吨,占可采量的31.4%；山西组可采储量28688.2万吨，占可采量的44.8%；太原组可采储量15240.6万吨，占可采量的23.8%；“三下”7 压煤45081.4万吨,占可采量的70.4%。1.2.2煤炭资源分布徐州矿务集团煤炭资源分布于贾汪、九里山、闸河、丰沛四个含煤区，煤种主要以气煤、肥煤为主。二迭系下石盒子组煤层灰分属中等，1层煤灰分大于30％，为高灰低硫煤层。山西组煤层为中灰、低硫煤层；太原组煤层为低灰高硫煤层。（1）东部矿区（贾汪煤田）为不规则盆形构造，含煤面积166km2，煤层埋藏深，地质构造较复杂。煤种有气煤、肥煤，气煤为中灰低硫，肥煤为低灰高硫。（2）西部矿区(闸河煤田、九里山煤田)闸河煤田为一不对称的向斜盆地构造，主体在安徽境内，在徐州矿区只有15.4km2，煤层埋藏深，地质构造较复杂。煤种有肥煤，为低灰高硫煤层。九里山煤田为复式向斜构造，含煤面积692.5km2。煤种有中灰、高灰低硫的气煤和低灰高硫的肥煤。（3）西北矿区（丰沛煤田）丰沛煤田为东西走向，向北缓倾斜的单斜构造，煤层埋藏深，地质构造较复杂。含煤面积93.9km2。煤种有中灰低硫的气煤和低灰高硫的肥煤。1.2.3煤矿开采资源条件（1）煤层特征徐州矿区有三组含煤沉积地层，太原组煤系地层含煤一般12层，统一编号由上到下依次为11～22煤，其中，可采煤层2～3层（17、20、21煤），煤厚0.5m～1.0m，其它均为不可采煤层或煤线。太原组可采煤层均为薄煤层，其直接顶以石灰岩为主，回采后，采空区呈缓慢下沉带，适宜炮采和刨煤机采煤。7 山西组含煤6层，徐州矿区统一编号由上至下为5～10煤。5煤、6煤和10煤均为不可采煤层，8煤局部可采，分布在庞庄矿东城井，属于薄煤层局部可采，采用炮采方法回采。7煤和9煤为中厚煤层，西部矿区赋存稳定，为西部、西北部矿区主采煤层，东部矿区局部可采。7层煤为中厚及厚煤层，顶底板岩性及厚度变化大。基本趋势为：直接顶以页岩为主，局部为砂页岩或砂岩，厚度一般为1m～4.5m，南部厚，北部薄。张集矿、三河尖矿7层煤局部基本无直接顶；7层煤老顶均为砂岩或中砂岩，老顶来压强度大；7层煤的煤层厚度平均0.5m～5.8m，大多在1.7m～4m之间，局部有中间夹矸，厚度在0.2m～1.2m之间；7层煤煤层普氏硬度在2～3之间，局部（如夹河矿）大于4.0，煤层倾角变化在60～400之间；7层煤底板大多为页岩，局部为泥页岩或砂质页岩。9层煤为中厚及厚煤层，直接顶页岩或砂质页岩，局部为砂页互层。9层煤老顶为细砂岩，老顶来压大多不太明显，局部明显。9层煤的煤层厚度平均0.8m～4.6m，局部有中间夹矸，厚度在0.2m～1.0m之间。9层煤煤层普氏硬度在2～3之间。煤层倾角变化在60～350之间。9层煤底板大多为页岩，局部为中细砂岩。7、9层煤煤层厚度3.5m以上适宜综合机械化开采的采用综采放顶煤开采，煤厚1.6m～3.5m适宜综合机械化开采的采用普通综采，其它条件一般采用高档普采或炮采。下石盒组煤系地层一般含煤4层。徐州矿区统一编号由上至下依次为1煤～4煤。其中4煤为不可采煤层，1、2、3层煤为可采煤层。1、3层煤东部矿区赋存稳定，在西部矿区灭失或不可采；2层煤在东部矿区灭失，在西部矿区稳定。1、3层煤主要分布在韩桥矿、权台矿、旗山矿，1、3层煤间距0～10m，煤质较软，普氏硬度1左右，1层煤厚1m～2.5m，3层煤厚1.5m～4m，局部含0.2m～0.4m夹矸，煤层倾角30～100，1、3层煤属“三软”煤层，回采巷道维护困难。煤层厚度3.5m以上适宜综合机械化开采的采用综采放顶煤开采，煤厚1.6m～3.5m适宜综合机械化开采的采用普通综采，其它条件一般采用高档普采或炮采。2层煤主要分布在庞庄、夹河、垞城、义安、张集等矿。煤层厚度平均在1m～2.5m，煤层普氏硬度1～2。煤层倾角30～7007 度，直接顶大多为页岩或页岩互层。局部有0.2m～0.5m泥质页岩伪顶。2层煤底板为页岩或砂页岩。2层煤适宜综合机械化开采一般采用普通综采一次采全高，其它条件一般采用高档普采或炮采。（2）瓦斯根据2004年度江苏省煤矿矿井瓦斯等级鉴定结果，徐州矿务集团韩桥煤矿、权台煤矿、旗山煤矿、卧牛山煤矿、庞庄煤矿庞庄井、夹河煤矿、垞城煤矿、三河尖煤矿、张双楼煤矿为低瓦斯矿井；义安煤矿、张集煤矿、庞庄煤矿张小楼井为高瓦斯矿井，张集煤矿为煤与瓦斯突出矿井；义安煤矿按煤与瓦斯突出矿井管理，夹河煤矿西一采区按高瓦斯矿井管理。                                 （3）自然发火徐州矿区煤层都有自燃倾向性，其中煤层易自燃6个矿井（权台矿、旗山矿、韩桥矿、三河尖矿、张小楼矿、义安矿）、煤层较易自燃7个矿井（垞城矿、新河矿、卧牛山矿、张集矿、张双楼矿、庞庄井、夹河矿），最短发火期为7天，各矿井都曾发生过自然火灾。（4）煤尘徐州矿务集团下属各矿的煤尘都具有强爆炸性，爆炸指数为35～50％，历史上曾发生６次煤尘爆炸事故。（5）冲击地压随着煤矿开采深度的不断延深，在权台煤矿、三河尖矿、张集矿、旗山矿、张小楼井、韩桥矿七个矿井发生冲击地压事故近40起，其中较为严重的冲击地压事故有29起，其他几个矿井也有发生冲击矿压的可能性。（6）水文地质条件徐州矿区水文地质条件是比较复杂的，矿井水文地质条件是影响煤矿安全生产的主要地质因素。①地表水7 在汛期的东部矿区普遍存在，主要是水体下采煤。由地表水体直接或间接的溃入井下而酿成的水害事故在徐矿集团公司先后发生5起。东部矿区由于冲积层较薄且小煤矿多，而大部分乡镇煤矿开采的是浅部露头煤（大矿的风氧化带、防隔水煤柱），由于采、掘深度浅，塌陷裂缝伸入冲积层，造成大量地表水渗漏，一是增加大矿井下涌水量，形成不同程度灾害；二是当冒落塌陷连通地表水体时将殃及大矿。②冲积层水在矿井第一生产水平浅部采掘工作面，特别是急倾斜煤层的浅部采掘工作面，普遍存在冲积层水水害，历史上集团公司共发生7起冲积层水水害事故。目前集团公司已有近半数矿井进入衰老期，一些矿在开展老区复采的同时正考虑提高开采上限，以尽可能多地回收煤炭资源，延长矿井服务期限，故对冲积层水的防治仍需高度重视。③老空水徐州矿务集团各矿开采中由于老空水而引起重大的水害高居其它各类水害之首。这种类型水害，规律不易掌握，又带有灾难性特点。徐州矿务集团12对矿井中有10对系二十世纪60年代以前建成，目前多数矿井已进入衰老期，随着边角残煤煤柱的回收及下分层的开采，各矿都存在有不同程度的老空水害隐患，特别是衰老矿井，老空水的防治已显得愈来愈重要。对井田内有小煤矿分布的矿井，存在小煤矿越界开采或老空区积水危及大矿安全的问题。④砂岩水据统计，徐州矿务集团自建国以来共发生过砂岩水害事故17起。此类事故的主要特点有：猛突一股水，水量大，易造成垮面、淹面事故。⑤灰岩水自建国以来，徐州矿务集团共发生灰岩溶水害事故25起，此类事故多发生于太原组煤层的采掘过程中，但山西组煤层的开采也曾有发生。据分析，涌水量较大的矿井与太原组开采或太灰水的补给直接相关。同时由于陷落柱引发灰岩突水事故共发生多起，有庞庄井、东城井、义安矿陷落柱引发太灰突水，另外还有1997年2月18日，张集矿西一太原组轨道下山隐伏陷落柱引发深部奥灰突水，最大突水量高达24098m3/h，造成淹井事故。徐州矿务集团大部分矿井现已进入了中、老年期，开采下部煤层已迫在眉睫，于是防治灰岩岩溶水水害必须提到议事日程上来。综上所述，徐州矿区煤炭资源赋存条件的特点7 :煤层埋藏深，地质构造复杂，给矿井生产布局带来较大的难度；自然灾害多，因矿井开采深度不断加大，并有地热、瓦斯、冲击地压诸多因素影响煤矿安全生产；薄煤层和极薄煤层占可采量的34.4%,开采困难,成本高,效率低,经济效益差；水文地质条件比较复杂；瓦斯和矿井水文地质条件是影响煤矿安全生产的主要地质因素。附煤矿基本情况表（表1-1）1.3近几年安全投入情况（1）近几年来企业煤炭安全生产情况。近五年来，徐州矿务集团始终坚持“安全第一，预防为主”，的方针，依靠科技进步，坚持“管理、装备、培训”并重，进行综合治理；严格执行国家和煤炭行业有关安全生产法规，坚持依法办矿、依法治矿；深化改革，理顺安全管理体制和机制，落实各级、各部门、各企业的安全生产责任制；坚持突出重点、分类指导。特别是进入2001年以来，通过推行崭新的安全生产管理理念，以创建本质安全型矿井为主线，大搞质量标准化建设，加大安全投入，各类事故也得到了有效控制。百万吨死亡率：2001年为0.66、2002年为0.92、2003年为0.73、2004年为0.51。为了适应市场济发展的需要，近年来更加重视了技术创新，建成了庞庄、夹河、三河尖、张双楼、旗山、权台6对部级高产高效矿井。目前全公司采煤机械化程度达76.68%，其中综采机械化程度达60.95%，掘进装载机械化达96.06%，全员效率3.64t/工。加之集团公司深化改革，减员提效等，企业经济效益有所好转，目前已实现扭亏为盈。7 表1-1煤　矿　基　本　情　况　表企业名称:徐州矿务集团公司企业属性:省属地方企业及矿井名称企业所有制矿井核定能力核2004年2004年末保有储量矿井瓦斯涌出量矿井涌水量(m3/h)所有制证明生产能力定机关原煤产量地质储量可采储量矿井瓦绝对涌出量相对涌出量最大最小平均类型材料(万吨/年)及年度(万吨)(万吨)(万吨)斯等级m3/min(m3/t)一、合计国有独资　1295江苏省经贸委2003年　　　　　　1509.25111894.764036.1　　　1342982119245韩桥煤矿国有独资　5066.751152.8553.2低7.153.88942546825630权台煤矿国有独资　170182.654191.32294.0低6.301.771092896936旗山煤矿国有独资　170179.629020.05924.0低5.491.44369328336卧牛山煤矿国有独资　1515.44237.693.0低0.581.46738720724庞庄井国有独资　190214.077632.64492.7低15.763.841447286张小楼井国有独资　4552.038145.15717.9高11.328.90201718夹河煤矿国有独资　150159.5211257.56103.2低16.314.42127108112义安煤矿国有独资　5043.951547.3868.0高.突17.9914.06163120129垞城煤矿国有独资　6576.407087.74726.7低6.064.10110101103张集煤矿国有独资　9081.3312190.97483.3高.突15.929.76293259266三河尖煤矿国有独资　150171.6025449.011145.9低4.361.17109104105张双楼煤矿国有独资　150163.2723982.914634.2低8.462.698408048117 （2）近几年来企业自身安全投入情况。随着企业经济效益好转，自身安全投入逐年增加。附企业煤矿安全生产投入情况表（表1-2）。近几年徐州矿务集团为保证安全生产，坚决贯彻党的安全生产方针，在企业转制、各方面条件极为困难的情况下，千方百计多方筹资，确保矿井安全方面的资金投入，2000年～2004年累计投入资金21064.84万元（其中国债支持资金9887.00万元），确保了集团公司的安全生产，杜绝了重大事故的发生。①随着开采深度和开采范围的加大，各矿井的巷道失修率逐年增大，通风距离增长，矿井瓦斯涌出量及地温增加，矿井所需要的风量、风压也随之增加。徐州矿务集团始终坚持以风定产的原则，坚持科技进步、加大资金和人力的投入，对矿井的通风系统进行有计划的改造和完善，使之与生产需要相适应，确保安全生产。近三年来，通风系统改造项目已完成32项，累计投入资金7300多万元。其中利用国债资金完成了张双楼、夹河、三河尖煤矿及张小楼井通风系统改造和主风机改造项目、垞城煤矿主风机改造项目。②近几年，重点解决了高瓦斯、瓦斯煤层突出矿井及深部开采瓦斯异常矿井的监测与装备问题，共完成6项。其中利用国债资金840.47万元，在夹河、权台、旗山、庞庄、垞城、张双楼矿建立了安全监测监控系统，对张集、三河尖、义安矿和张小楼井的安全监测监控系统进行了改造、升级。利用国债资金493.8万元，在夹河、义安、张集矿建立了瓦斯抽放系统，实现了“先抽后采”。另外，近三年集团公司投入瓦斯仪器仪表装备425.43万元；张集矿、义安矿完成了防突系统工程3项，计1106.45万元。累计投入资金2866.15万元。8 表1-2煤矿企业安全投入情况表企业名称:徐州矿务集团公司企业属性:省属地方年度原煤产量煤炭销售收入安全投入合计固定资产折旧(万元)维简资金(万元)利润(万元)国债支持资金(万吨)(万元)(万元)年未累计安全投入全年计提安全投入总额安全投入(万元)2000年　　21064.8464824.008659.972517.872517.8714471.86　9887.002001年1362.311974511545.24116121002.24543.00543.00-3734.76　　2002年1372.162244191414.30119531056.30358.00358.00-1872.04　　2003年1526.4428443010530.29122871401.29595.00595.00956.47　85342004年1633.63362182583.04112422163.59419.45419.455423.19　　2005年1509.254574924991.97177303036.55602.42602.4213699.00　1353　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　119 ③针对煤尘的严重危害，近三年来，徐州矿务集团加大了粉尘治理方面的投入。首先是健全了防尘系统，累计更换、安设各类防尘管路267100m，确保防尘系统可靠；其次是引进与研制相结合，装备各种防尘自动喷雾设施，及时对产尘点实施有效降尘；三是购置煤体注水用钻机、加压泵、封孔设备及仪表。四是安设隔爆设施。通过采取综合防尘措施，集团公司各矿实测的粉尘合格率达到70～95%，大部分产尘工序的粉尘得到了有效控制。各矿具体实施的综合防尘技改项目计46项。④由于技术装备的限制，目前坚持常规综合防灭火措施，不断完善防灭火注浆系统。近几年来，完善防灭火注浆系统项目已完成4项；另外利用国债资金910万元完成了三河尖、旗山、权台三个矿的移动制氮及束管监测、完成了庞庄张小楼井束管监测。累计投入资金1204.26万元。⑤徐州矿务集团大部分矿井现已进入了中、老年期，开采下部煤层已迫在眉睫，于是防治灰岩岩溶水水害已提到议事日程上来。目前正在实施徐州东部矿区老空区（巷道）过水综合治理工程和张双楼-750建立扩排工程，以排除水害对矿井安全生产带来的危害，现已投入资金约2820万元。（3）国债支持安全改造项目完成情况2000年～2004年徐州矿务集团安全改造项目获得国债支持安全改造项目总投资计划20579万元，实际完成17242.22万元，其中国债支持资金计划投入9887万元，目前实际完成9003.38万元，绝大多数项目已完成，仅剩少数项目目前正在实施过程中。①利用国债资金完成了张双楼、夹河、三河尖煤矿及张小楼井通风系统改造和主风机改造项目、垞城煤矿主风机改造项目。②利用国债资金在楼矿建立了安全监测监控系统，对张集、三河尖、义安矿和张小楼井的安全监测监控系统进行了改造、升级；在夹河、义安、张集矿建立了瓦斯抽放系统，实现了“先抽后采”。③利用国债资金完成了三河尖、旗山、权台三个矿井的移动制氮及束管监测系统、完成了庞庄张小楼井束管监测系统。④利用国债资金基本完成了夹河、旗山、庞庄、义安、张双楼、119 三河尖、新河、卧牛山等矿井安全指挥系统，在徐州矿务集团总部系统中心基本建立了通讯、调度、电力安全指挥系统。⑤利用国债资金正在实施徐州东部矿区老空区（巷道）过水综合治理工程和张双楼-750建立扩排工程，以排除水害对矿井安全生产带来的危害，预计2005年能基本完成。附国债支持安全改造项目完成情况表（表1-3）。（4）集团公司“一通三防”系统及装备情况。①矿井通风系统：徐州矿务集团有限公司辖有11个生产矿（12对井），均采用立井多水平开拓方式，矿井通风方法均为抽出式通风，共有排风井16个，矿井总需要风量91508m3/min、实进风量99406m3/min、有效风量90535m3/min、排风量为101908m3/min、电机实耗功率6137KW（2005年4月底数据）。能基本满足生产要求。②瓦斯抽放系统：2004年底，徐矿集团公司建有4套井下局部瓦斯抽放系统，其中，张集矿-700m西三采区、-700m东三采区各建有一套瓦斯抽放系统，义安矿－770m东三采区建有一套瓦斯抽放系统，夹河矿-600m西一采区建有一套瓦斯抽放系统，抽放瓦斯全部排入矿井总回风道。目前抽放系统抽放能力还不能满足安全生产的需要，需进行改造。③矿井安全监控系统：除卧牛山、韩桥矿两个老衰矿井外，其余矿井各建有一套安全监控系统，计十套矿井安全监控系统。其中，夹河矿建有一套KJ2000型安全监控系统，其它九套均为KJ90型安全监控系统，除夹河矿外，其余九套安全监控系统与集团公司实现了联网，但集团公司终端张集矿数据显示滞后，无法对其进行数据查询。传感器类型有：瓦斯传感器、CO传感器、负压传感器、风速传感器、风门开关传感器、设备开停传感器、水压传感器、温度传感器，2005年4月份，全集团公司接入监控系统各类传感器有722台，其中瓦斯传感器应装223台，实装223台。部分矿井安全监测监控系统需进行升级改造；部分矿井尚需建立供电系统监控系统。④防火、防尘系统：集团公司所有开采煤层均具有煤尘爆炸危险性，煤尘爆炸指数为36～50%，历史上曾发生煤尘爆炸事故6起，死亡156人。煤层具有自然发火倾向性，权台、旗山、韩桥、张小楼井、三河尖、119 表1-3国债支持安全改造项目完成情况表企业名称:徐州矿务集团公司企业属性:省属地方年　度项目总投资国债支持资金自有资金及其他国债支持项目主要内容(万元)(万元)(万元)计划实际完成计划实际完成计划实际完成主通风机更新瓦斯抽放系统监测监控系统防尘灭火系统矿井排水系统岩层水治理顶板监测系统支护工艺设备其他合　计2057917242.2298879003.38106928238.84夹河、三河尖、张小楼、张双楼、垞城5个矿通风系统改造张集、义安、夹河3个矿建立瓦斯抽放系统张集、义安、张小楼井夹河4矿(井)完善监测监控系统，权台、旗山、庞庄井、垞城、三河尖、张双楼6个矿（井）新建监测监控系统权台、旗山、三河尖建立移动注氮和束管监测系统，庞庄井建立束管监测系统东部矿区进行阻水帷幕注浆，张双楼-750建立扩排工程　　　三河尖矿建立防冲击地压和微震监测系统，集团公司及各矿建立安全调度指挥系统2000年　　　　　　　　　2001年　　　　　　　　　2002年　10028.31　3126.73　6901.58　　　2003年　4018.16　3314.54　703.62　　　2004年　3195.75　2562.11　633.64　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　119 义安矿共6个矿井属容易自然发火矿井，垞城、卧牛山、张集、张双楼、庞庄井、夹河矿共6个矿井属自然发火矿井，最短发火期为7天，各矿井都曾发生过自然火灾。目前，全公司共有移动制氮机3套，注氮机型号：JXZD—600型，其注氮能力为600m3/h，注氮管路均为Ф100mm钢管。气相色谱仪4套（旗山、权台、张小楼井、三河尖各一套）,卧牛山、义安、张集矿采用流动注浆站，其余8个矿15处集中注浆站，注浆管路共有72059m,注浆设备49套，防尘系统兼作消防系统。共有防尘水源32个，总供水能力1322.9t/h，管路474117m，转载点喷雾688处，净化喷雾443处，放炮喷雾90处，除尘风机1台，隔爆水袋25438个/330处。矿井防火、防尘系统还须进一步完善。（5）瓦斯矿井提升、运输和供电等配套设施防爆能力方面的情况目前徐州矿务集团义安煤矿、张集煤矿、庞庄煤矿张小楼井为高瓦斯矿井，张集煤矿为煤与瓦斯突出矿井；义安煤矿按煤与瓦斯突出矿井管理，夹河煤矿西一采区按高瓦斯矿井管理。井下设备选用必须符合《煤矿安全规程》第444条有关规定，由于客观条件的变化，导致了在义安煤矿、张集煤矿、庞庄煤矿（张小楼井）、夹河煤矿矿井提升、运输和供电等一些井下设备不符合《煤矿安全规程》有关规定，为了保证矿井生产安全，需要对不符合《煤矿安全规程》要求的设备进行更换。1.4近几年煤矿安全事故分析2000～2004年各年度，徐州矿务集团煤矿安全事故情况见表1-4(2000～2004年徐州矿务集团煤矿安全事故情况表)。近几年徐州矿务集团通过自筹、银行贷款及争取国债补助等形式，安排专项安全资金，加大安全投入力度，矿井抗灾能力有了显著提高。从煤矿事故的实际情况来看，徐州矿务集团实施的煤矿安全改造项目取得了较好效果，煤矿安全事故得到了有较扼制，煤矿生产安全形势较好，百万吨死亡率连续多年被控制在1以内。表1-42000～2004年徐州矿务集团煤矿安全事故情况表序号年份2000年2001年2002年2003年2004年119 1煤矿安全伤亡事故起数58383024212死亡人数33914129其中：⑴瓦斯事故起数00010死亡人数00010所占比例0%0%0%8.33%0%⑵顶板事故起数33643死亡人数33646所占比例9.09%33.33%42.86%33.33%66.67%⑶机电事故起数23210死亡人数23210所占比例0.061%0.333%0.143%0.083%0%⑷运输事故起数32522死亡人数32522所占比例9.09%22.22%35.71%16.67%22.22%⑸其它事故起数31121死亡人数251141所占比例75.76%11.11%7.14%33.33%11.11%3百万吨死亡率2.420.660.920.730.51119 2安全生产存在的主要问题2.1“一通三防”存在问题徐矿集团公司由于资源接近枯竭，衰老矿井多，企业历史和社会包袱沉重，企业生产经营困难。随着矿井开采深度和开采范围的加大，通风流程越来越长，矿井瓦斯涌出量、瓦斯压力、地应力及地温相应增加，部分矿井已进入或逐步进入通风困难时期；且随着开采深度加大，地温随之逐步增高，煤层自燃倾向性也随之升级，造成通防管理难度增大。近年来，集团公司需经多方努力，逐年加大了“一通三防”安全投入，但安全欠帐仍很严重。根据国家安全生产监督管理局(国家煤矿安全监督局)2004年第16号令颁布实施的最新版《煤矿安全规程》、国家煤矿安全监察局提出的瓦斯治理“十二字”方针及国家煤矿安全监察局第21号令要求，结合集团公司自身的安全生产实际情况，主要存在如下问题：（1）风系统方面新《煤矿安全规程》修改后提出了新要求，需要增加采区与变电所的专用回风道；矿井延深开采，通风网络日趋复杂，通风线路长，阻力大，加之巷道失修等原因。使矿井通风系数偏小，通风阻力较大。需要优化通风系统，实施降阻工程，进行通风系统改造。①义安矿为高突矿井，－770m东三采区为高突地区，该采区－500～－770m水平和－770m东三七煤采区均无专用回风道。②夹河矿西二采区于2005年底回采结束，生产将集中在西一采区。矿井通风最大流程11000m，通风方式为中央并列式，风井装备两台70B2G—NO.28风机，配备两台TD118/56—10型800KW电机，矿井总排风量9876m3/min，目前风机通风能力已达极限。且西一采区为高瓦斯地区，-1010m水平7层煤瓦斯压力达到2.8Mpa，随着-1010m水平西一、西二开采，其通风流程将增至16000m，矿井通风阻力将达到3500Pa，矿井将成为高阻力矿井。届时需更换两套大功率主要通风机，补掘－600m水平进风大巷、－1010m七层皮带暗斜井与-800m119 西一二层皮带石门联络巷、-800轨道暗斜井上下端回风联络巷；-1010m西一七层采区无专用回风道。③张集煤矿为煤与瓦斯突出矿井，需扩大以下巷道断面，东三回风道、-700放水道、东六轨道下山、东四回风下山，并补掘回风道约1300m。-700m东三采区变电所无独立通风系统。④张小楼井为高瓦斯矿井，－1025m西一下山采区、－1025m西一上山采区无专用回风道，－1166m水仓泵房变电所、-1025m西一变电所无独立通风系统。⑤三河尖煤矿－700m水平进风能力不足，需增补－700m南翼进风大巷。⑥旗山煤矿－700m东巷迎头变电所、－850m泵房变电所无独立通风系统；－700m西二小湖系上山采区运输上山一段进风一段回风，目前开采深度达－850m水平，深部－1000m北翼采区形成后，主要通风机将不能满足通风需要，需建立深部潘家庵风井，安装两套主要通风机，补掘回风道。⑦张双楼煤矿需建立西风井，安装两套主要通风机；更换东风井风机2台；补掘－290m风道。⑧垞城矿－260m北一、－420m北三、－600m南一采区变电所无专用回风道；东风井更换主要通风机后，回风井筒淋水将制约主要通风机能力的发挥，要对回风井筒淋水进行治理；－75m南翼回风道（1500m）失修严重，且井下巷道通风断面小，届时不能满足生产需要，需进行通风系统优化。(2)粉尘治理方面①旗山、权台、义安、夹河、庞庄、垞城、张集、张双楼、三河尖等九个矿井综掘工作面需增加除尘风机。②旗山、权台、夹河、庞庄、张集、张双楼、三河尖、义安、垞城、韩桥等十个矿井采煤机需防尘喷雾加压泵18套。③KHC－KPS高压远程强雾灭尘装置100套。④采煤机二次负压除尘器18套。⑤119 为满足矿井生产要求，庞庄矿张小楼井、张集矿防尘系统需进行改造。(3)煤层自燃治理方面①需建立气体分析、煤层自然鉴定中心。②卧牛山、义安、张集矿注浆系统需进行改造。(4)降温系统方面三河尖、张双楼、张小楼、夹河矿随着开采深度的增加，井下采掘工作面及机电硐室的空气温度均超过《煤矿安全规程》规定，急需建立四套降温系统。⑸瓦斯治理方面①张集、义安煤矿为煤与瓦斯突出矿井，需将现有架线电机车运输改为防爆电瓶车运输，供电设备由矿用一般型更换为矿用防爆型或增安型，入井人员自救器更换成隔离式自救器，建立压风自救系统等。②随着开采深度的增加，夹河矿－1010m西一采区七煤瓦斯压力达2.8Mpa，瓦斯涌出量逐渐增大，应对该地区进行煤与瓦斯突出的预测工作。夹张大巷贯通后，夹河矿应按高瓦斯矿井进行管理。③夹河矿安全监控系统未与集团公司联网；张集煤矿安全监控系统虽与集团公司联网，但客户端数据显示滞后，无法进行数据查询。需进一步完善矿井安全监控系统，实现网络信息共享。部分矿井尚需建立供电系统监控系统。根据徐州矿务集团计划安排，近期优先解决义安、张集、张小楼、夹河、三河尖煤矿“一通三防”方面存在的问题。2.2瓦斯抽采存在问题徐矿集团张集、义安煤矿为高突矿井，张小楼井为高瓦斯矿井，夹河矿西一采区为高瓦斯地区，因瓦斯抽放系统管径小，抽放负压已达0.07～0.08MPa，抽放流量小、孔口负压低，本煤层瓦斯抽放效果差，急需对张集、义安、夹河矿各一套井下移动式瓦斯抽放系统进行改造，同时，庞庄煤矿张小楼井为高瓦斯矿井，矿井投产后，多次发生局部瓦斯喷出现象，为满足矿井安全的需要，张小楼井需建立井下移动式瓦斯抽放系统；夹河矿－1010m西一采区七煤瓦斯压力达2.8Mpa，瓦斯涌出量逐渐增大，需建立一套－1010m井下瓦斯抽放系统。119 根据徐州矿务集团计划安排，近期优先安排义安、张集、夹河煤矿瓦斯抽放系统进行改造及张小楼井、夹河煤矿新建一套井下移动式瓦斯抽放系统。2.3其它方面存在的安全生产问题①目前徐州矿务集团义安煤矿、张集煤矿、庞庄煤矿张小楼井为高瓦斯矿井，张集煤矿为煤与瓦斯突出矿井；义安煤矿按煤与瓦斯突出矿井管理，夹河煤矿西一采区按高瓦斯矿井管理。井下设备选用必须符合《煤矿安全规程》第444条有关规定，由于客观条件的变化，导致了在义安煤矿、张集煤矿、庞庄煤矿（张小楼井）、夹河煤矿矿井提升、运输和供电等一些井下设备不符合《煤矿安全规程》有关规定，为了保证矿井生产安全，近期需要对不符合《煤矿安全规程》要求的设备进行更换。③张小楼井轨道运输系统，新井与老井系统联接，目前正常使用的大多为22Kg/m或18Kg/m轨道。新版《煤矿安全规程》第352条规定：新建或改扩建的矿井中，对运行7T及其以上机车或3T及其以上矿车的轨道，应采用不低于30Kg/m的钢轨。为此，要满足《煤矿安全规程》的要求，须把低于30Kg/m的钢轨更换掉。④徐州矿务集团有限公司主供电系统拥有110KV变电所1座、35KV变电所15座，肩负着向徐州矿务集团13对矿井供电的任务，主供电系统总装机容量200MVA，最大负荷120MW，年用电量8亿KW.h。近年来，徐州矿务集团加大科技投入力度，提高设备新度，使供电系统安全可靠性不断提高，主供电系统先后进行了变压器节能改造、中低压配电系统的断路器无油化改造等，建成了徐州矿务集团电力调度自动化系统，使供电系统的自动化技术水平得到提升，成效显著，但是与供电行业技术水平相比，在设备投入和系统整体安全可靠性方面仍存在较大差距，自动化技术的应用才刚刚开始，随着集团公司煤炭生产的发展，煤矿安全供电的可靠性尤为重要，针对集团公司主供电系统的薄弱环节，加强技术装备的改造、变电所综合自动化系统建设，实现主供电系统监测监控网络的联网运行。119 徐州矿务集团计划近期对矿井安全供电供电系统的薄弱环节三河尖煤矿供电系统、垞城煤矿35KV变电所、110KV柳新区域变电所、义安35KV变电所进行改造。⑤徐州矿务集团是一个老矿区，许多矿井立井提升装置的过卷缓冲装置性能可靠较差；一些矿井提升机电控故障较多，对矿井安全带来较大威胁，急需进行改造。计划近期对张小楼主、副井及垞城矿主井提升系统进行改造。⑥徐州矿务集团张双楼煤矿由于主副井筒变形严重，安全提升间隙不符《煤矿安全规程》规定，计划近期对矿井安全提升存在较大安全隐患的张双楼主副进行修复，以确保矿井提升系统安全可靠。119 3企业安全改造总体规划3.1指导思想坚持“思想教育为先导，制度建设为基础，科技进步和技术装备为支撑”的安全指导思想，狠抓矿井安全生产基础工作，建立健全了矿井安全生产责任制度。通过自筹、银行贷款及争取国债补助等形式，积极安排专项安全资金，加大安全投入力度，使矿井抗灾能力有一个显著提高。3.22005～2007安全改造总体规划(1)加大降阻工程力度，不断优化通风系统，提高通风系统可靠性、稳定性、合理性。(2)完善瓦斯抽放系统，提高瓦斯抽放系统能力。充分利用现有巷道，对今后开采的区域超前进行瓦斯抽放，开展低透气煤层瓦斯抽放效果研究，提高抽放效果。(3)开展瓦斯地质规律研究，及开采深部煤层煤与瓦斯突出的防治技术研究，提前预测煤与瓦斯突出，避免延时突出事故。(4)完善矿井安全监控系统，确保系统可靠运行。(5)建立气体分析、煤层自然鉴定中心；不断完善各矿井的防尘、防灭系统。(6)高温矿井要逐步建立降温系统。(7)矿井提升、运输和供电等一些井下设备不符合《煤矿安全规程》有关规定的，按《煤矿安全规程》要求的设备进行更换。(8)完善有关矿井安全出口，满足《煤矿安全规程》的安全出口要求。(9)针对集团公司主供电系统的薄弱环节，加强技术装备的改造、变电所综合自动化系统建设，实现主供电系统监测监控网络的联网运行。(10)各矿井119 立井提升装置均要安设性能可靠的过卷缓冲装置；对故障较多的提升机TKD、JKMK等系列电控进行改造；完善井下斜巷提升机保护装置。对矿井安全提升存在较大安全隐患的张双楼主副进行修复。(11)逐步各矿井更换无MA标志的井下设备及非阻燃胶带。3.3总体规划实施步骤安全安全改造总体规划分年度实施步骤见表3-1、表3-2、表3-3。表3-12005～2007年通风系统和瓦斯治理工程项目分类年度通风系统瓦斯治理项目项目2005年1．张双楼矿更换东风井主要通风机2台；1．完善4套监测监控系统2张小楼井、夹河矿、增补专用回风道；三河尖煤矿增补-700南翼进风大巷。2．抽放系统安装4套，改造扩能3套3张集矿完增补专用回风道等。3．更换非防爆矿井井下运输及供电设备4旗山煤矿完善通风系统4．完善张小楼、夹河、义安三矿井双风机、双电源、自动切换装置5义安矿更换通风机、增补专用回风道5．完善压风自救、防突系统、更换自救器2006年1．张双楼矿安装西风井主要通风机2台；1．完善3套监测监控系统2．张双楼增补降阻井巷工程2．更换高突矿井运输及供电设备3．垞城矿增补降阻工程3．完善权台、张双楼、张集矿双风机、双电源、自动切换装置4．夹河矿增补降阻工程4．突出煤层抽放钻场设备、工艺技术改进5．张集矿增补降阻工程5．低透气性煤层抽放技术试验研究和攻关6．三河尖矿增补降阻工程6．瓦斯地质研究及深部煤层煤与瓦斯倾向性鉴定7．旗山矿增补风道8．张小楼井增补降阻井巷工程2007年1．张双楼矿增补降阻井巷工程1．完善3套监测监控系统2．张小缕井增补降阻工程2．更换高突矿井运输及供电设备3．夹河矿增补降阻工程3．完善三河尖、旗山、垞城矿双风机、双电源、自动切换装置4．垞城矿增补降阻工程64．突出煤层抽放钻场设备、工艺技术改进5．张集矿修护主要风道5．低透气性煤层抽放技术试验研究和攻关6．旗山矿增补风道6．瓦斯地质研究及深部煤层煤与瓦斯倾向性鉴定7．权台矿增补风道119 表3-22005～2007年煤层自燃和粉尘治理工程项目及费用分类年度煤层自燃治理粉尘治理项目项目2005年1．张双楼矿气相色谱分析仪1套1．掘进机用除尘风机8台；2．夹河注浆系统改造2．液压支架移架、放煤自动喷雾3套3．张小楼井、权台、旗山矿煤的低温氧试验、采煤工作面三带划分研究3．KHC－KPS高压远程强雾灭尘装置60套4．张集完善防灭火系统4．MK－4钻机及配套设备8套5．张集矿防尘系统改造6．直读式粉尘测定仪16台2006年1．垞城注浆系统改造1．掘进机除尘风机6台2．注氮机1套2．移架、放煤自动喷雾3套3．夹河、三河尖、张双楼矿煤的低温氧试验、采煤工作面三带划分研究3．KHC－KPS高压远程强雾灭尘装置60套4．MK－4钻机及配套设备6套，5．权台矿防尘系统改造6．煤尘断电装置6套2007年1．卧牛山、义安、、张双楼矿注浆系统改造1．掘进机除尘风机6台2．注氮机1套2．移架、放煤自动喷雾4套3．义安、垞城矿煤的低温氧试验、采煤工作面三带划分研究3．KHC－KPS高压远程强雾灭尘装置60套4．MK－4钻机及配套设备6套，5．庞庄矿防尘系统改造6．煤尘断电装置6套119 表3-32005～2007年降温、机运、防治水和火工品安全工程项目项目类别2005年2006年2007年项目名称项目名称项目名称井下降温工程三河尖矿矿井局部降温工程夹河矿矿井局部降温工程张小楼井矿井局部降温工程提升系统张小楼井主副井及垞城矿主井提升系统改造、张双楼主副井修复、更换8套性能可靠的缓冲装置更换9套性能可靠的缓冲装置更换9套性能可靠的缓冲装置运输系统张小楼井轨道运输系统、更换相关矿井的非阻燃胶带更换相关矿井的非阻燃胶带井下供电系统完善张小楼井、义安矿、夹河矿、张集矿井下供电系统卧牛山矿更换2台架空电机车卧牛山矿更换1台架空电机车主供电系统三河尖矿供电线路改造旗山矿35Kv供电线路改道；机械厂、水泥厂35Kv变电所变配电设备改造张小楼井供电系统改造三河尖矿35Kv变电所变配电装置技术改造张双楼矿35Kv变电所增容改造35Kv柳张线、柳楼二路升高改造垞城矿35Kv变电所变配电装置技术改造旗山、权台、夹河地面变电所综合自动化系统改造防治水三河尖矿-700扩排工程、张小楼井排水系统改造方案夏桥3＃井筒排水管路锈蚀严重，急需更换管路夹河太原组开采防治水工程火工品化工公司炸药、雷管储存库房需要大修化工公司添置炸药乳化油检测检验装置二机厂铸造、电缆、锻造车间厂房大修非MA标志产品更换各矿井更换无MA标志井下设备各矿井更换无MA标志普采设备各矿井更换无MA标志普采设备资产在集团公司总部更换无MA标志普采设备资产在集团公司总部更换无MA标志普采设备300台（件）资产在集团公司总部更换无MA标志普采设备300台（件）资产在集团公司总部需更换无MA标志的综采设备资产在集团公司总部需更换无MA标志的综采设备资产在集团公司总部需更换无MA标志的综采设备总体规划实施完成后应达到的安全生产目标119 ：进一步控制煤矿事故，杜绝重特大事故的发生，实现百万吨死亡率小于0.6的目标。4煤矿安全改造项目的技术方案4.1义安煤矿安全改造项目的技术方案4.1.1义安煤矿通风系统改造项目的技术方案（一）义安煤矿通风系统改造的必要性2005年2月25日，煤炭科学研究总院抚顺分院对义安煤矿进行“煤与瓦斯突出危险性”鉴定，鉴定结论：2煤层为煤与瓦斯突出煤层，矿井为煤与瓦斯突出矿井。2003年6月15日，煤炭科学研究总院重庆分院义安煤矿进行“煤炭自燃倾向等级”鉴定，鉴定结论：2煤、7煤自燃倾向等级属于二类（自燃），最短自燃发火期为52天和106天，为二类煤炭自燃发火矿井。同时对义安煤矿“煤尘爆炸性”进行鉴定，鉴定结论：煤尘具有爆炸性危险。从鉴定资料上可以看出：义安煤矿煤尘爆炸指数36.5～40.6％，煤炭自燃发火期3～6个月，二级自然发火矿井。建矿以来共发生煤层自然发火15起，发生掘进工作面瓦斯燃烧事故6起，发生皮带火灾1起（死亡14人）。煤层自然发火规律：山西组九煤最短发火期128天，山西组七煤最短发火期106天，石盒子组二煤最短发火期52天。义安煤矿是高瓦斯矿井。从东三采区揭露的情况看已发生过两起煤与瓦斯延时性突出。从矿井开采情况分析，矿井由于资金等方面的原因，在东三延深区域仅布置两条（轨道、运输）下山，即：-770～-500运输上山和-770～-500轨道上山两条巷道，-770～-500运输上山为进风巷道，-770～-500轨道上山为回风巷道。东三七煤采区目前只有七煤运输下山和七煤轨道下山两条巷道，七煤运输下山为进风巷，七煤轨道下山为回风巷。119 《煤矿安全规程》第一百一十三条规定：“生产水平和采区必须实行分区通风。”“准备采区必须在采区构成通风系统后，方可开掘其它巷道。采煤工作面必须在采区构成完整的通风、排水系统后，方可回采。”“高瓦斯矿井、有煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出危险的矿井每个采区和开采容易自燃煤层的采区，必须设置至少一条专用回风巷；低瓦斯矿井开采煤层群和分层开采采用联合布置的采区，必须设置1条专用回风巷。”“采区进、回风巷必须贯穿整个采区，严禁一段为进风巷、一段为回风巷。”基于以上原因，根据《煤矿安全规程》的规定要求，需要进行通风系统改造，必须布置一条专用回风巷，该专用回风巷-500至七煤-900水平。（二）东三采区专用回风道技术方案比较东翼延深区域1997年开始设计施工，在东三延深区域布置两条下山，即-770～-500m运输上山和-770～-500m轨道上山，运输上山兼作运输和行人，属于进风巷，轨道上山兼作材料运输和回风用。该区域从揭露的情况看已发生过两起煤与瓦斯突出，2005年义安煤矿作为高突矿井管理，按照《煤矿安全规程》规定，该区域必须布置一条专用回风巷。方案Ⅰ：从-770m水平向上施工-770～-500m东三专用回风巷的上段，上段总工程量1225m。在-770先施工联络横管，然后按+16°上山向上施工，该回风巷至-500m水平与-500～-390m水平总回风巷贯通。从-770～-990m向下沿煤层施工东三专用回风巷的下段，总工程量1584m，下段施工时，先施工平巷段联络巷及回风巷，然后再施工-770～-990m七煤回风下山。方案Ⅱ：从-500m水平至-990m水平需要重新做一道回风上山,总工程量3000m。方案比较：优点：方案Ⅰ119 ，充分考虑利用-770水平原有巷道，一是减少工程量200m，二是节省投资费用，三是施工方便。沿煤层施工进度快，成本低，有利于较快形成完善生产系统；特别在施工上，可以利用原有的通风系统，分开施工，互不影响。但煤巷中施工的巷道不利于巷道的维护；方案Ⅱ：不能充分利用原有巷道，从-500m水平至-990m水平需要重新做一道回风上山，一是工程量大，投资费用高，二是施工周期长，见效慢，短期内对东三采区的生产有很大影响。综合考虑，设计方案Ⅰ充分考虑了深部区域二煤采区和七煤采区的回风，相对其他方案，通风阻力小，巷道工程量少，能充分利用原有的巷道分段进行施工。施工工期能大大缩短。从经济和进度角度考虑，选择方案Ⅰ进行施工。（三）选用方案工程量及费用估算-770～-990m东三采区专用回风巷，总工程量2809m，巷道支护规格：4.2×3.6m2（净），断面面积：13.22m2，均采用喷、锚、梁、网、索联合支护。表4-1工程量及费用估算序号项　　目工程特征描述单位数量单价(元)估算投资(万元)1-770～-990m东三采区专用回风巷S：13.22m2、锚梁、网、索联合支护m280965001825.94.1.2义安煤矿瓦斯抽采系统改造项目的技术方案4.1.2.1瓦斯抽放系统改造的必要性义安煤矿是煤与瓦斯突出矿井,瓦斯赋存规律大致呈：东部高、西部低，同一开采深度2煤瓦斯相对涌出量明显高于7、9煤，其比例约为2-4倍，矿井二煤瓦斯涌出梯度为33.3m/m3/t，七、九煤为214.4m/m3/t，矿井绝对瓦斯涌出量17.12m3/min。近年来，随着-770深部水平的开采，东三采区回采工作面瓦斯最大涌出量达12.4m3/min，平均瓦斯瓦斯涌出量4.77m3/min。掘进工作面瓦斯最大涌出量达6.59m3/min。平均瓦斯瓦斯涌出量1.73m3119 /min。根据《煤矿安全规程》一百四十五条规定该矿于2002年12月在-770m水平建立了瓦斯抽放系统，瓦斯泵站安装在-500m东三回风上山下端，安装了CBW1、2BE1-253水环真空泵两台、直径100mm的瓦斯抽放管路2800m，对-500东三采区进行瓦斯抽放。瓦斯抽放泵站设计能力30m3/min，目前只抽采2631工作面，矿井瓦斯抽放率2.4%、采区抽放率6.54%、工作面的抽放率11.04%，最大流量11m3/min。管路采用瓦斯抽放管路（纳米），孔口负压0.012Mpa。由于煤层透气性差，三软煤层钻孔难度大，成孔率低，抽放较困难，预抽工程量198万元/a，预抽瓦斯浓度1.6～5.5%，掘进工作面抽采工程在掘进期间即开始，允许超前抽采的最短时间为半年，抽采量占工作面瓦斯总量的5%。钻孔施工设备采用MK—4型全液压钻机配直径82mm麻花钻杆，直径89mm扩孔钻头，由于煤层较软，钻孔施工难，钻孔最深能达到40米，每台钻机每班能施工20～30米。采煤工作面实施本煤层、高抽孔与上隅角的瓦斯抽放。根据《煤矿安全规程》一百四十八条之规定和义安煤矿现瓦斯抽放系统不能满足生产需要的实际，必须对瓦斯抽放系统进行改造。4.1.2.2瓦斯抽放系统改造项目的技术方案选择方案1将瓦斯泵站挪移到-770m水平，建新泵房，增设2BEL303—OBD3（L）G型水环真空泵两台，增设直径335mm的瓦斯抽放管路3000m。方案2建立地面永久瓦斯抽放系统，增设2BEL303—OBD3（L）G型水环真空泵两台，增设直径392mm的瓦斯抽放管路8000m。方案比较方案1的优点是投入小，见效快。缺点是抽放泵的冷却系统运行费用较高，安全管理难度较大。方案2的优点是安全管理较为简单。缺点是先期投入大，建设周期较长，不能满足当前生产需要。经综合分析比较，瓦斯抽放系统改造项目的技术方案选择方案一。4.1.2.3瓦斯抽采系统改造项目技术方案描述⑴-770m水平东三采区概况119 -770m水平东三采区为矿井主采区域，现主要开采石盒子组的2煤，煤质为属低水份、中灰份、低硫份、黑色、中变质气煤，挥发份为37.27％，胶层指数为11.33mm，容量均为1.33t/m3，煤体为块状、片状、粉末状，具沥青光泽，外生裂隙发育，为半亮型至半暗型煤，硬度为0.21。该区域煤层走向NE450，倾向NW450,煤层倾角20～60°，采指数Km＝0.86，煤层变异系数r＝54％，煤厚0.24－4.23m，平均为2.4m。煤层结构复杂，局部含有1－2层厚为0.1－0.6m泥岩夹矸，有已揭露的F9、DF21、DF22、DF23等4条落差为0～120m中型断层和未揭露的落差在5m以上的断层5条。2煤上面有一层1煤，层间距为2～10m，二煤底板下方2～4m处仍有一层薄煤，煤厚800～1000mm，煤层老顶为砂岩，直接顶为4.5m厚极易碎的泥岩，内生裂隙发育，煤层顶板易冒落，底板为松软的泥岩，属于倾斜“三软煤层”。煤尘爆炸指数36.5～40.6％，瓦斯相对涌出量8.48～17.81m3/t，煤炭自燃发火期3～6个月，经中国矿业大学义安矿煤炭自燃标志气体测试报告，-770m深部二煤CO在30℃时就开始出现，但浓度很低，如果在工作面上隅角能检测出CO，并且其浓度不断升高，可认为是煤炭自燃的预兆，如果能检测出C2H6说明采空区温度已达50℃；如果能检出C2H4，说明有空区已存在某130℃以上的高温区，需立即采取措施，治理煤炭自燃。该采区的首采面为25308工作面，该面从2002年5月6日开始回采，至2003年3月10日结束，首采面结束后依次为25309、25310、2631等工作面，25308工作面标高为－731m～793m，25309、25310工作面标高为-793m～-855m，2631材料道标高-960m～-965m，25308、25310位于采区下山东翼，25309位于采区下山西翼。25308面煤层厚为1.3～4.5m，煤层倾角20～46°，工作面倾斜长度为128m；25309面煤层倾角15～350,平均210,煤厚分布不均匀，煤厚0.5～4.5m；25310面煤层倾角20～460,平均250,且下部倾角较缓,上部倾角增大,煤层为二煤,煤厚1.3～4.5m，平均厚2.5m，工作面倾斜长度为85m。采煤工作面瓦斯绝对涌出量为3.4～11.56m3/min，掘进放炮后的瓦斯绝对涌出量最大达6.0m3/min，掘进工作面正常瓦斯涌出量为0.8～1.44m3/min。均采用炮采放顶煤回采工艺，回采高度2m，“三、四”挡全部跨落法管理顶板，采用单体支柱和铰接顶梁加双抗网支护，“Ｕ”形上行通风，溜子道进风，材料道回风，工作面配风为550～880m3/min，掘进巷道设计断面为3.4×2.8m2，采用锚梁索支护。119 ⑵移动泵管路及移动泵选型①抽放流量确定Q抽＝Q采+Q掘＝12.4+6.59＝18.99m3/min（纯流量）Q全＝１8.99/30%＝63.3m3/min（混合流量）②管径确定D＝0.1457*（Q全/V）1/2*1000＝0.1457*（63.37/12）1/21000＝335mmV---瓦斯管路中平均流速，取12m/s。③管路壁厚根据张集煤矿的经验，选择厚度16mm的纳米管路。④瓦斯泵选型移动泵站抽放流量Ｑ＝Ｋ１*Ｋ２*Ｑ全／＝1.4*1.35*63.3/0.7＝171m3/minＫ１---备用系数1.4Ｋ２＝１０１３／（１０１３－Ｈｘ）＝1.35Ｈｘ----吸气口相对压力260hPaη---泵的机械效率0.7根据泵站的工作流量Q和工作压力Ｈｘ，参考瓦斯泵性能曲线，选择2BEL303—OBD3（L）G型水环真空泵两台（备用一台），配套电机110KW两台。⑤设备、材料及费用估算表表4-2设备、材料及费用估算表编号名称型号规格单位数量单价（元）金额（万元）备注1抽放泵2BEL303—OBD3（L）G型水环真空泵台26300001262钻机MK-5S(4000N)台254.8109.63瓦斯抽放管路φ335*16（纳米）m30006401924瓦斯抽放管路φ225*13.5（纳米）m15000.04567.505附属装置套1350000356安装工程套112.57119 6小计551.064.1.3义安煤矿矿井机电运输系统项目的技术方案4.1.3.1义安煤矿矿井机电运输系统改造的必要性义安煤矿为高瓦斯矿井，2煤层为煤与瓦斯突出煤层，矿井为煤与瓦斯突出矿井。2煤、7煤自燃倾向等级属于二类（自燃），最短自燃发火期为52天和106天。为二类煤炭自燃发火矿井。煤尘具有爆炸性危险。从东三采区揭露的情况看已发生过两起煤与瓦斯延时性突出。根据《煤矿安全规程》第444条规定，防突矿井必须符合井下电气设备选用规定，该矿一些井下设备不符合煤与瓦斯突出矿井生产要求，为了保证矿井生产安全，需要对不符合防突要求的设备进行更换。4.1.3.2义安煤矿矿井机电运输系统改造的技术方案选择（一）矿井定为高突矿井后，轨道运输系统主要问题是车辆，义安煤矿现用的矿车均为2002年之前购进的运输设备，所有的矿车均没有“MA”标志，近年来补充矿车矿车的途径是通过而自制加工的煤车车箱与购进车底相组合而成的，材料车，翻斗车一直是自制加工的方式满足自用。改造方案：购进具有“MA”标志的矿车，包括材料车，翻斗车等。义安煤矿所用的电机车是架线式，按《煤矿安全规程》规定在高瓦斯矿井是禁止使用的。改造方案：全部更换为蓄电池电机车，包括充电设备。平巷人行车是1996年由新河矿调进的，由此开始使用至今。该平巷人行车没有“MA”标志。改造方案：更换有“MA”标志人行车。大型设备现存问题及安全隐患：（1）-500东巷绞车为非防爆绞车，无“MA”标志（2）-500主排水泵房4台水泵为非防爆电机与电控，无“MA”标志。119 （3）-280泵房2台水泵为非防爆电机与电控，无“MA”标志。（4）副井两个双层双车罐笼非防爆，无“MA”标志（5）副井无各水平井口至车房的电视监视装置。（6）副井井筒装备锈蚀需全面防腐，梯子间及部分罐道小梁、部分压风管道需更换。改造方案：以上（1）～（7）项需技术改造，投入资金安装更换。（二）电气安全部分现存问题及改造技术方案(1)井下还存在不少无“MA”设备正在使用（见附表）需更换。(2)该矿被定为高突矿井还有一部分非防爆设备正在使用。如-500泵房，-280泵房，-500两米车房，-500区域等变电所内仍使用一般型高压柜，需更换为高压真空防爆开关。(3)该矿井下及地面油浸纸绝缘高压电缆在用还有不少，易渗油，需更换（见附表）。井下低压电缆使用时间长，热补修复过太多，需更换一部分。上述存在问题需进行技术改造，进行设备更新。（三）皮带运输存在问题及改造技术方案：(1)千米皮带机设备老化，（六十年代产品）。(2)强力皮带电机及电控为非防爆设备。(3)强力皮带机道无断带保护装置（上、下带）(4)250皮带无软起动，机道无下胶带断带保护装置。(5)皮带机合保护装置无“MA”标志，需要更换。改造技术方案：对以上存在问题需要进行技术改造，设备更新。表4-3义安煤矿更换无“MA”标志设备明细表序号设备名称规格型号单位数量估算投资(万元)1磁力起动器QC83-80台7823.42磁力起动器QC83-80N台3623.43真空起动器QCZ83-120台5622.44真空起动器QCZ83-225台30125馈电开关DW80-350台7136馈电开关DW80-200台4746.17组合电铃127V台9330.58母线盒200A台19617119 9三通台1643.310三钮台300.811双钮台960.212隔爆型电机37-55KW台777713潜水泵7．5KW台57014矿车1T台482255.515隔爆蓄电池车机车5T台46016局部通风机FVD6/2×15台4417局部通风机FVD6/2×5.5台2218人行车台191919隔爆充电机台63020调度绞车JD-11.4台303621调度绞车JD-22台61822提升容器双层双车台29023信号照明综保KZXB-2.5台103合计846.6846.6表4-4更换电缆明细表序号名称型号规格数量金额（万元）备注1电缆MYJV22-6/670mm24000m63.5井下2电缆MYJV22-6/650mm22500m33.1地面合计96.6表4-5义安煤矿非防爆设备更换表序号设备名称规格型号台数预计金额使用地点1.       防爆高压真空配电开关BGP23-672237.6武进产2.       其中400/55　-770泵房3.       300/523　-500泵房4.       200/514　-280泵房-500区域变电所5.       100/520　　6.       ,50/59　　7.       隔爆干式变压器KBSG-315/624192井下各区变矿用一般型变8.       隔爆干式变压器KBSG-500/63309.       低压真空开关DWZ80-4002620.8770泵房-500泵房10.    检漏继电器JY82-2/382.4-500区域变电所119 11.    防爆特殊型电瓶车CDXT-810200-500大巷用12.    防爆充电机BSG-250/150-300105013.    强力皮带电机、电控更换防爆型电机、电控1160强力皮带14.    千米皮带电机、电控更换SJ-2501240千米皮带15.    防爆井口信号装置防爆型340井口三水平16.    防爆水泵电机850KW4120-500泵房17.    防爆水泵电机680KW260-280泵房18.    防爆水泵启动柜配850KW电机4160-500泵房19.    防爆水泵启动柜配680KW电机280-280泵房20.    防爆绞车2M1200-770下山21.    低压防爆真空开关QBZ-300/114036-770泵房启动开关22.    　　1741798.8　4.2张集煤矿安全改造项目的技术方案4.2.1张集煤矿通风系统改造项目的技术方案4.2.1.1通风系统改造的必要性张集煤矿在安全上存在着瓦斯、煤尘、水、火、顶板、煤与瓦斯突出、冲击地压等七大矿井灾害的威胁。尤其是煤与瓦斯突出灾害严重制约着矿井的安全生产。随着矿井开采水平的不断延深，矿井开采动力现象日趋显现，在-700m水平开采时，1994年发生三次冲击矿压事故，1995、1998年在掘进工作面发生过三次煤与瓦斯突出事故，涌出瓦斯668m3～2369m3，突出煤量为65～116吨，2003年在回采西三采区7353工作面时发生煤与瓦斯突出，突出煤量163t、瓦斯量12680m3。2000年11月经煤炭科学总院抚顺分院鉴定为煤与瓦斯突出矿井，矿井西翼7煤与东翼9-2煤为突出煤层。2004年度矿井瓦斯等级鉴定东翼相对瓦斯涌出量为8.39m3/t.d，西翼瓦斯相对涌出量为6.49m3/t.d，全矿相对瓦斯涌出量为6.61m3/t.d。119 根据《煤矿安全规程》第113条规定，高瓦斯矿井、有煤与瓦斯突出危险的矿井的每个采区必须至少有1条专用回风道；第132条规定，采区变电所必须有独立的通风系统。通过对矿井通风系统分析，张集煤矿-700m水平中央采区、东三采区缺少专用回风道；西三采区、东二采区、东三采区变电所无独立回风系统，为了满足矿井安全生产，需要对中央采区、东三采区增补专用回风道，西三采区、东二采区、东三采区施工回风道。4.2.1.2通风系统改造项目的技术方案选择(一)中央采区专用回风道中央采区现有两条下山，一条为进料和回风下山，另一条为运输下山兼作进料和行人山。方案Ⅰ：分别施工进料下山，将轨道上山改为专用回风下山该方案从中央采区-700m车场沿9煤施工上山及下山，总工程量1170米。方案Ⅱ：从-700m车场施工一条轨道上山至-520水平与总回风道联，-700以下利用现有机轨合一山作为进料和运输煤炭用，与9煤利用石门进行联接。该方案省去施工下山工程量，但与9煤联接时石门工程量增大，总工程量设计为960m。方案比较：方案Ⅰ：优点：有独立的进料系统，对矿井生产影响小，有利于安全生产。缺点：比方案Ⅱ多210米工程量，且在下山施工时周期较长，需要在下山施工到-840水平后才能具备施工9煤材料道。方案Ⅱ优缺点与方案Ⅰ相反。经综合比较，方案Ⅱ与方案Ⅰ相比工程量省，但下山部分利用机轨合一巷道对生产影响较大，不利于安全生产。因此选择方案Ⅰ。(二)东三采区专用回风道东三采区为煤与瓦斯突出区域，现在通过一条回风上山与专用回风道连接，满足东三采区9363工作面生产需要，为完善通风系统，需要完善专用回上山。119 方案Ⅰ：沿煤层施工一条回风上山与现有东三专用回风道相连，通过绕道与工作面相连，该方案总工程量650m。方案Ⅱ：沿9煤底板施工专用回风道，该方案总工程量730m。方案比较：方案Ⅰ：优点：⑴沿煤层施工进度快，成本低，有利于较快形成完善生产系统；⑵工程量较方案Ⅱ省80m（岩巷掘进成本4200元/m，煤巷掘进成本2350元/m）。缺点：⑴煤巷中施工的巷道不利于巷道的维护；⑵在煤层中掘进存在煤与瓦斯突出威胁；方案Ⅱ优缺点与方案Ⅰ相反。综合比较，因东三采区服务期限较短（预计在2年左右），同时在煤层中掘进防治煤与瓦斯技术相对成熟，从经济和进度角度考虑，选择方案Ⅰ进行施工。(三)变电所回风道方案西三、东二、东三变电所无专用风道，根据《煤矿安全规程》第132条规定，必须有独立通风系统。根据三个采区变电所所处位置，均具有相同的两套方案可供选择。方案Ⅰ：施工上山绕道直接进入回风道。该方案从现在变电所施工，工程量分别为110m、110m、100m。方案Ⅱ：施工一段平巷，从回道施工暗立井与回风道相连，工程量分别为50m、120m、40m。方案比较：方案Ⅰ：优点：⑴施工工艺较方案Ⅱ简单。⑵施工的通道方便行人和运输。缺点：119 施工的工程量相对较大方案Ⅱ优缺点与方案Ⅰ相反。同时暗立井断面小时，变电所发生的火灾时，对消除火风压不利，相应的也减少了一个行人安全通道。(四)充电峒室及其专用回风道根据《煤矿安全规程》规定，煤与瓦斯突出矿井不得使用架线机车，结合矿井实际情况，东翼一个充电峒不能满足矿井生产要求，需要另建一个充电峒室，为了便于生产，可供选择的地点为中央采区和西翼地区，考虑到东翼已有一个充电峒室，充电峒室放在西翼效果更佳，充电峒室及其专用通风道总工程量为300m。4.2.1.3通风系统改造项目工程量及费用估算表4-6工程量及费用估算序号巷道名称工程量(m)巷道规格m2单价(元/米)总价(万元)备注1东三采区专用回风道6509.364000260煤巷2中央采区专用回风道117012.385500643.53西三采区变电所专用风道1109.785000554东二采区变电所专用风道1109.785000555东三采区变电所专用风道1009.785000506西翼充电峒室及专用风道3009.785000150合计1213.54.2.2张集煤矿瓦斯抽放系统改造项目的技术方案4.2.2.1瓦斯抽放系统改造的必要性2000年11月经煤炭科学总院抚顺分院鉴定为煤与瓦斯突出矿井，张集煤矿矿井西翼7煤与东翼9-2煤为突出煤层。2004年度矿井瓦斯等级鉴定东翼相对瓦斯涌出量为8.39m3/t.d，西翼瓦斯相对涌出量为6.49m3/t.d，全矿相对瓦斯涌出量为6.61m3/t.d。该矿-700m东三采区抽放系统现有两台2BE1-303型抽放泵，抽放流量为60m3/min，抽放主支管路均为6寸（φ180*6），东三抽放瓦斯浓度为2.1%左右，日抽放瓦斯混合流量达到1.3×104m3119 ，日抽放纯瓦斯量805m3。该地区煤层透气差，经过抽放的工作面，在增加风量情况下，生产期间瓦斯瞬时浓度有达到0.8%现象，通过调研，认为该抽放系统抽放能力低，不能满足矿井安全的需要，须进行系统改造。4.2.2.2瓦斯抽放系统改造的技术方案选择根据该矿的具体情况，拟在现瓦斯抽放系统的基础上，进行改造。选用抽放流量100m3/min的抽放泵，主干管路选用φ335*16、支干管路选用φ225*13.5纳米管，施工抽放钻孔使用MK-5S钻机。4.2.2.3瓦斯抽放系统改造设备及费用估算表4-7瓦斯抽放系统改造设备及费用估算表序号设备名称设备型号单位数量单价(万元)总额(万元)备注1抽放泵2BE1-335台223.446.82抽放管路（纳米）φ225*13.5米15000.04567.503抽放管路（纳米）φ335*16米20000.065130.04钻机MK-5S(4000N)台554.8274.0含钻具5压风系统管路φ180*6米40000.025100.0空压机16m3台525.0125.06瓦斯抽采系统安装　套1　29.40合计772.74.2.3张集煤矿防尘系统改造项目的技术方案张集煤矿-700m东大巷现有防尘系统的管路由于使用时间较长，管路锈蚀较为严重，承压能力最大只有2.5Mpa，随着开采的东三采区和夏桥系东二采区水平已提高到-580和-520水平，根据东三采区的生产状况，需要水压必须达到2.5～3Mpa，而目前东三采区水压只有0.6Mpa，生产期间必须使用加压泵进行加压，水量和水压很难满足矿井安全生产需要，防尘系统不稳定，为此提出两套方案进行比较。方案Ⅰ：对防尘系统进行改造，从-300m水平建立防尘水源，防管路更换为高压管路。119 实施该方案预计投入费用135万元。方案Ⅱ：维持现有防尘系统，对浅部开采采用配置加压泵来提高防尘水压。实施该方案预计投入费70万元，但使用加压泵每个需要投入人工工资及耗材料25万元，按静态投资考虑，3年后即和系统改造费用持平。且使用加压泵系统可靠性差。综合其它因素，有必要对防尘系统进行改造，即选择方案Ⅰ。表4-8防尘系统改造费用表序号项目名称单位规格数量单价(万元)总额(万元)备注1防尘管路米159×6mm65000.0165.002法兰盘只16000.0232.003变径三通只1500.023.004螺栓、螺母等配件项5.005人工工资30.00合计135.004.2.4张集煤矿防灭火系统改造项目的技术方案根据煤层的自燃性鉴定报告，张集煤矿7煤为二类自燃发火倾向性煤层，9煤为三类自燃发火倾向性煤层，最短发火周期为3～4个月，鉴于张集煤矿在防突地区掘进进度慢，同时为尽可能多的回收煤炭资源，实现无煤柱开采，在两道进行沿空留巷，给防灭火工作增加难度，因此有必须建立防灭火系统。考虑到张集煤矿井下生产地点至井口距离长，建立地面注浆系统，注浆管路铺设长度达到约7000m，同时，浆液受远距离和弯头等阻力影响，极易造成注浆管路堵塞，因此，建立地面注浆系统不能达到较好的效果，因此考虑购置一套JXZD—600型井下移动式膜分离制氮装置及4台2TGZ-60/210移动注浆泵，需要费用300万元。4.2.5张集煤矿机电设备改造项目的技术方案根据《煤矿安全规程》第444条规定，防突矿井必须符合井下电气设备选用规定，张集煤矿下列设备不符合煤与瓦斯突出矿井生产要求，为了保证矿井生产安全，需要对不符合防突要求的119 设备进行更换详见设备更换明细表。119 表4-9设备更换明细表序号名称使用地点单位数量原型号更新型号单价(万元）1高压开关柜负300、700中央变电所块32KYGG-1ZPBG23-6108.82低压开关板负300、700中央变电所块25KYX-2BKD2146.673高压选漏保护井口6KV变电所套1　　1.54干式变压器负300、700中央变电所台4KS7-315KBSG-315/634.85井下采区场所控制配套设备可视化负700中央、中央采区、西翼及东一、二、三变电所套6　　1506低压选漏保护负700东一、二、三及中央采区套35　　1447新副井数控改造新副井车房套1　　1208水泵电机700300中央变电所泵房台5JS1410-500YBKS4005-4809水泵电机台3Y500-64-4-1250YBKS5004-49010矿用高压启动器台8　QBG-633.211防爆电抗器台3　BQKSQ-1500-450/62712矿用隔爆高压开关负700中央采区变电所　7　PBG23-623.813低压馈电开关　15　BKD2128.0514矿用干式变压器　4　KBSG-500/634.815场所控制配套设施　1　　2016新主下口控制系统新主井套1MXL-1-改PXK-21017称重装置套1　　1018新副下口信号、控制板及超车系统新副井套1MXL-1-改PXK-21519整流变压器新副井台1　　3620电机车负700大巷台6ZK10-6/550CDXT2J-12186119 21充电机台6　BSC1-150/30026.422负700东三皮带控制系统　　　PROMOS3223负700东三地区通讯系统负700东三　　　　3024　矿用隔爆高压开关东二夏桥系变电所台12　PBG23-640.825　低压馈电开关台30　BKD2156.626　矿用干式变压器台9　KBSG-500/67227　场所控制配套设施　1　　2528　高压电缆　m　2000m　1629　移动变压器高低压改造各配电点台8　BXBD-800/1140(660)4030安装工程237.731合计　　218　　1776.24.2.6张集煤矿监测监控系统改造项目的技术方案(1)现有瓦斯监控系统为煤科总院重庆分院生产研发的KJ90监控系统，该系统在windos98下运行与XP系统不配套，运行速度慢，且部分设备厂家已淘汰，系统稳定性差，容易造成数据丢失，因此,需要对该系统进行升级改造，升级改造配备设备及资金如下：表4-10监控系统升级改造费用序号项目名称单位数量单价(万元)总额(万元)1软件升级改造项20.002KFD-3(分站)台101.515.003KDD-2高压远程断电器台100.55.004监控通讯电缆米100000.0110.005抽放监控系统套21326.00合计76(2)119 建立采掘头面防治煤与瓦斯突出电磁幅射和冲击地压24小时实时监控系统，以提高煤与瓦斯突出和冲击地压灾害的预警能力。①建立微震定位系统对回采工作面开采过程中上覆岩层的破断运动进行连续监测，并对其规律(破坏发展过程、释放能量及变化规律、时间和地点因素影响等)进行分析研究，进而实现预测预报。②建立矿压观测系统、对支架载荷与变形、顶底板位移等进行观测分析、研究上覆下位顶板运动及其与冲击地压发生的规律。③建立电磁辐射仪观测系统，对煤体应力及其变化进行监测。④采用数值模拟及物理模拟，并应用关键层理论对上覆岩层破断规律，及对工作面来压的影响进行分析研究。⑤综合利用上述监测与分析结果，找出它们和工作面发生冲击地压的关系，建立冲击地压预测预报体系。表4-11监测系统费用估算表序号项目型号数量金额(万元)1微震定位系统SYLOK1套200.002电磁辐射仪KBD52台30.003顶板预裂仪ZSM-250.1套80.004便携式地音仪SAK-(III)2台20.00合计330.004.3庞庄煤矿张小楼井安全改造项目技术方案4.3.1庞庄煤矿张小楼井通风系统改造技术方案根据徐矿司［2004］242号文，张小楼井被定性为高瓦斯矿井。据《煤矿安全规程》第123条之规定：高瓦斯矿井的每个采区必须设置至少1条专用回风巷，采区变电所必须有独立的通风系统。所谓专用回风巷是指：在采区巷道中，专门用于回风，不得用于运料、安设电气设备的巷道。119 张小楼井-1025西一下山采区、-1025西一上山采区目前无采区专用回风巷，-1166水仓泵房变电所、-1025西一变电所无独立的通风系统。根据巷道布置状况及通风管理要求，设计采区专用回风巷及独立通风系统的方案介绍如下：(1)-1025西一下山采区专用回风道设计方案-1025西一下山采区目前主要回风巷是-1025水平西一下山采区小湖系回风下山，由于-1025西一下山采区采掘活动比较集中，-1025小湖系轨道运输能力不够，将-1025水平西一下山采区小湖系回风下山兼作回风、运料及行人系统，暂无法用于专门回风，为此需补一条用于回风的专用回风道，方案如下：设计平行于-1025小湖系回风下山的回风巷道，上段联于-1025回风下山总回风道，下段接于-1025回风石门外段。该风道形成后，可承担-1025西一下山采区的回风任务。(2)-1025西一上山采区专用回风道利用目前的-1025夏西一回风上山，将此巷道修复并将运料系统取消作为采区专用回风道，各工作面的进料系统另补掘进料巷道。(3)-1166水仓泵房变电所独立通风系统从-1025水平西一下山采区小湖系回风石门掘一条下山与-1166水仓泵房变电所相通，形成独立的通风系统。(4)-1025西一变电所独立通风系统补掘一条岩石反坡与-1025水平西一下山采区小湖系回风下山上段相通，形成独立的通风系统。(5)工程量及费用估算表4-12工程量及费用估算119 采区名称巷道名称巷道长度(m)断面(m2)支护岩性单价(元)费用估算(万元)-1025西一上山采区-1025夏西一回风上山(修复)50010　　　4000200补掘进料巷道30012锚喷岩6500195-1025西一下山采区-1025小西一下山采区回风石门18012锚喷岩6500117水仓泵房回风道15012锚喷岩650097.5西一变电所回风道15012锚喷岩650097.5-1025西一下山采区专用回风道60012锚喷岩6500390合计修复巷道500m、掘进岩巷1300m。10974.3.2庞庄煤矿张小楼井瓦斯抽放方案的选择与设计张小楼井矿区在勘探期间瓦斯地质资料收集不齐，仅根据邻近矿井瓦斯涌出情况而类比定为低瓦斯矿井。矿井投产后，多次发生局部瓦斯喷出现象。1978年后，矿井一直按高瓦斯井管理。目前矿井已进入-1025m水平开采，开采过程中的地温、地压及瓦斯已成为影响矿井安全生产的三大障碍，尤以瓦斯为甚。矿井地质条件极为复杂，在-400m水平曾先后11次发生过瓦斯喷出，给矿井生产带来较大危害；在-750m水平岩巷施工时曾发生两次小型冲击地压且造成了较大的影响。据每年矿井瓦斯等级鉴定的结果显示，-1025m以上水平，该矿井随开采深度的增加，瓦斯涌出量有逐渐增加的趋势，-1025m以下水平瓦斯涌出量增高趋势不明显。2001年7月该矿井相对瓦斯涌出量达到13.46m3/min.t.d。2002年该矿井相对瓦斯涌出量仍达到13.19m3/min.t.d。而2003年该矿井相对瓦斯涌出量降至9.19m3/min.t.d。瓦斯问题一直困绕及制约矿井安全生产，尤其是工作面上隅角局部瓦斯浓度偏高地点的瓦斯治理，一直是矿井瓦斯管理的重点及难点所在。4.3.2.1庞庄煤矿张小楼井瓦斯抽放系统建立的必要性119 通过2004年度科研项目《张小楼井深部瓦斯分析研究》，基本民了矿井开采至－1025m水平的瓦斯的赋存的规律及分布状况，便于采取针对性的防治瓦斯措施。目前，矿井据开采范围及水平基本可划分为－1025西二采区、－1025西一上山采区、一1025西一下山采区。－1025西二采区仅布置深水平的开拓头，不布置煤巷掘进工作面及回采工作，谈不上瓦斯抽放系统的建立。－1025西一下山采区位于一1025m水平以下，煤层倾角变缓，煤层瓦斯含量较低。据多次测定，该采区的绝对瓦斯涌出量1.4～2.0m3/min，首采工作面24302工作面绝对瓦斯涌出量平均仅为1.4m3/min，在采工作面74105工作面绝对瓦斯涌出量平均仅为1.2/min。工作面的上隅角瓦斯不存在超限难以治理的问题，故一1025西一下山采区不需要建立瓦斯抽放系统。－1025西一上山采区开采水平由－800m向－1025m水平过渡，煤层倾角较大，平均24°，采区瓦斯含量较上一区段有一定降低趋势，但首采层2煤工作面瓦斯含量较高，尤其是工作面上隅角存在瓦斯浓度难以降至要求浓度范围之内的死角。依次开采的7煤工作面，瓦斯含量较2煤层工作面稍低，但其顶板不易垮落，加之于上有保护煤柱，下有未采煤层的支撑，工作面上下隅角常存在20～40m2不等空顶面积。上部空顶面积大，瓦斯不易稀释，下部空顶区易将较大的采空区的瓦斯带入工作面上隅角处。工作面上隅角的瓦斯浓度主要来自三个方面：(1)工作面上部保护煤柱自身释放及上部采空区泄漏的瓦斯；(2)工作面采空区随风流而引入的瓦斯；(3)　工作面落煤及遗留浮煤产生的瓦斯。瓦斯治理最大的难题便是如何避免过多的采空区较高浓度的瓦斯带入上隅角。工作面加大风量，在一定程度上便于局部的瓦斯稀释，但风量加大后，不可避免地更多的工作面风流进入采空区，带出较高浓度的瓦斯进入工作面上隅角，同时工作面两端压差增加，也会加剧老塘内的瓦斯泄出。无法用通风方式解决瓦斯问题，特别是不能解决回风隅角的瓦斯问题。根据《煤矿安全规程》第145条规定，矿井必须建立瓦斯抽放系统。由于工作面的绝对瓦斯涌出量仅4m3119 /min，尚达不到建立大型瓦斯抽放系统的要求，建立瓦斯抽放的主要目的是治理工作面上隅角局部瓦斯超限的难题。为此仅设计了－1025西一上山采区工作面上隅角管路抽放系统，以达到防灾、抗灾、经济、实效之目的。4.3.2.2瓦斯抽放方案设计与方案庞庄煤矿张小楼井据矿井瓦斯涌出特点及瓦斯治理的需要，准备在其－1025西一上山采区建立瓦斯抽放系统，用于抽放工作面上隅角采空区浓度较高的瓦斯。据矿井巷道布置及采区长远规划的要求，设计以下两种方案，分述如下：方案一：建立瓦斯抽放泵站设置于－705m西一皮带上山下平巷。瓦斯抽放泵站设于－750西一皮带上山下平巷，以一1025夏西一回风上山为主铺设主干瓦斯抽放管路，以支管接到所需抽放的工作面上隅角采空区处。特点：瓦斯抽放主干排出管路较短，排出的瓦斯直接进入矿井总回风道中，长度约50m；瓦斯抽放主干抽放管路分煤系辅设，抽放夏桥系工作面煤层（24105、24108、24107工作面）时，主干抽出管路辅设于－1025夏西一回风上山中上段，长约650m;抽放小湖系工作面煤层（950、94106、94108、74108工作面）时，主干抽出管路辅设于－1025西一轨道上山，长约450m；其抽放工作面最大抽出管路长度如下表：表4-13管路长度统计表序号工作面名称Lmax(m)12410510302241081410324107145049501300594106146069410815807741081400该方案有如下不足之处：(1)主干管路过长，一次性投入资金较多；(2)设置抽放泵站处巷道维护较差，运行后巷道修护工作量较大；119 (3)随着一1025西一上山采区将逐步过渡到一1025西一下山采区，张小楼井采区分布将以下山采区开采为主，抽放泵站设于一750水平将增大管道负压阻力，降低抽放效果。方案二：建立瓦斯抽放泵站设置于－1025m西一皮带中段进风横管。瓦斯抽放泵站设于－1025西一皮带中段进风横管，以－1025西一轨道上山为主铺设主干瓦斯抽放管路，以支管接到所需抽放的工作面上隅角采空区处。特点：瓦斯抽放主干排出管路略长，管路辅设于－1025轨道上山上段，该轨道上山为矿井主要运输巷道，其性质虽说也是矿井总回风道但也需辅设排出的瓦斯的管路，其出口设于－750总回风道四角门处，长约320m，再直接进入矿井总回风道中；瓦斯抽放主干抽放管路铺设较短，仅在－1025西一皮带上山中段铺设约长500m的管路。用于抽放夏桥系工作面煤层（24105、24108、24107工作面）。其抽放工作面最大抽出管路长度如下表：表4-14管路长度统计表序号工作面名称Lmax(m)124105104022410812203241071360495085059410696069410811007741081100经对上述两个方案比较论证，选择方案二优于方案一，故选择方案二作为设计方案。4.3.2.3瓦斯抽放系统及抽放方法的设计(一)瓦斯主要抽放系统的设计119 在具备独立通风的巷道内建立临时抽放泵站，在采区回风道内布置主干抽放管路。这种抽放系统，设备布置灵活，投资少，主干管路较短，抽放阻力较小。由于矿井的具体特点，仅对一个采区的2个采煤工作面（最大）实施工作面上隅角高浓度瓦斯的抽放，故基本不存在瓦斯抽放量受矿井总排风量的限制的难题。两台瓦斯抽放泵及电控设备布置在抽放峒室内，在抽放管路低洼处设置放水装置，在抽放泵进气口及支管相应位置设置同等直径的截至阀门。(二)抽放参数的选择（1）抽放管路的选择D＝0.1457(Q/V)1/2式中：D——瓦斯管内径，m；Q—管内混合瓦斯流量，m3／min；V—瓦斯在管路中的经济流速，m／s。一般取V＝10～15m／s－1025西一上山采区仅对生产期间2个回采面上隅角局部地点进行瓦斯抽放，考虑风排瓦斯量为4m3/min，抽放瓦斯量3m3/min，管内瓦斯浓度取20％，则Q=15m3/min。管内混合瓦斯气体流速取15m/s。则布置在采区回风道内的瓦斯抽放支管直径D=0.1457(15/10)1/2=0.178m＝178mm。考虑到张小楼井采区回风道巷道断面积较小，所以可选用内径为200mm(8寸)抽放主管。工作面回风道内可选用内径为150mm(6寸)的抽放支管。否则因管径太小，抽放阻力大，流量减少，钻孔处负压会很低，达不到理想抽放效果。（2）抽放泵的选择①抽放泵的流量。考虑以后采区内两个回采工作面同时回采，需同时进行抽放，所以混合瓦斯流量为2×15＝30m3/min，则泵的流量：Q=（Q混/η）*K式中：Q混——混合气体的流量，m3/min；η——泵的机械效率，η＝0.8；K——备用系数，K＝1.2。将数据代入公式，得：Q=（30/0.8）*1.2=45m3/min②抽放泵阻力计算119 抽放管摩擦阻力H＝9.81LQ2△/K0D5(5)式中：H——阻力损失，Pa；L——直管长度，m；Q——瓦斯流量，m3/h；D——管道内径，cm；·K0——系数；△——混合瓦斯对空气的相对密度△＝0.554C+(1－C)C——管内瓦斯浓度，％。则：采区回风道内支管摩擦阻力H采区支＝9.81×1000×12002×0.91/0.71×205＝5658Pa。工作面回风道内支管摩擦阻力H工支＝9.81×1000×12002×0.91/0.70×155＝24183Pa。采区回风道及工作面回风道支干管总摩擦阻力H＝29.8KPa。局部阻力按15％计算，H总=29.8×1．15=34.2Kpa所以抽放总阻力为34.2Kpa。因此所需泵的提供负压:H=(H总+H孔口)×K式中：H总——抽放总阻力，KPa；H孔口——抽放钻孔孔口负压,取13Kpa；K——备用系数，K＝1.2所以H=(34.2+13)×1.2=56.6Kpa根据所需抽放泵的流量和负压，可选用扬州长江水泵有限公司生产的2BE1355型水环真空压缩机组。泵站设置标准孔板流量计。(三)抽放设备及费用估算.表4-15抽放设备及费用估算119 序号材料名称规格单位数量单价(元)金额(万元)1瓦斯抽放泵2BE1253－0型台225504钻机（含钻具）MK-5S(4000N)台554.82742监测监控分站KJ2007G1台665003.903监测传感器KG9001B台1426003.644监测传感器（管道式）台430001.205主干管路（纳米）φ225*13.5m136045061.26支管（纳米）φ180*6m2000250507附属装置套1350000358压风系统管路φ180*6m25000.02562.5空压机16m3台525.01259安装工程费套1　26.3510小计692.84.3.3庞庄煤矿张小楼井机电设备改造项目的技术方案4.3.3.1机电设备改造的必要性(1)庞庄矿张小楼井改扩建于1991年，改扩建以后设计生产能力105万吨/年，新大井于2002年9月26日移交张小楼井管理，随着主战场向张小楼井的转移，新主、副井提升任务逐渐增加，电控系统可靠性差、故障率增多，故障隐蔽，维护工作量大，已威胁着矿井提升机的平稳、可靠、安全运行，基于以上分析，取得以下共识，为保证矿井的安全生产，须对现有需对新主、副井的电控进行改造。(2)张小楼新井-1025水平泵房内安装三台DDM75×9高压煤水泵，最大涌水量为83.4m3/h、最大排水能力为720m3/h，沿副井井筒敷设二趟Φ273×11排水管路排至-400水平；-400泵房有三台200D65×8水泵，最大涌水量为153.6m3/h、最大排水能力为560m3/h,供电方式为双回路，电压等级为6KV。但-1025水平泵房及-400泵房内安装70块矿用一般型高压板，不满足《煤矿安全规程》的要求，须换成隔爆型开关。张小楼井-400水平原有泵房内的排水设备成为全矿主排水设备，该水泵已投入运行30年，服务年限较长，排水设备老化，需对其进行改造。119 (3)张小楼井的生产水平逐渐转向深部转移以及夹、张机轨大巷的贯通，主要负荷集中在-1025水平，需对整个张小楼井的井下供电系统进行改造。根据煤矿安全规程和集团公司要求，煤矿井下严禁使用油浸铠装电缆及油浸变压器，目前庞庄煤矿张小楼老井在用电缆、变压器及高压开关大多为油浸铠装电缆、油浸变压器及矿用一般型高压板。根据煤矿安全规程和集团公司要求，井下严禁使用油浸铠装电缆及油浸变压器，张小楼井井下油浸铠装电缆、变压器及高压开关急需要更换成交联聚乙稀电缆、干式变压器及隔爆型开关。另外三井电网均无监控设备。(4)张小楼井轨道运输系统，新井与老井系统联接，目前正常使用的大多为22Kg/m或18Kg/m轨道。新版《煤矿安全规程》第352条规定：新建或改扩建的矿井中，对运行7T及其以上机车或3T及其以上矿车的轨道，应采用不低于30Kg/m的钢轨。为此，要满足《煤矿安全规程》的要求，须把低于30Kg/m的钢轨更换掉。4.3.3.2机电设备改造技术方案(一)张小楼井主井提升系统改造方案张小楼主井设计提升能力105万吨/年，使用上冶生产的提升机，型号为JKM-3.65*4，直流直联拖动，天水电控，主电动机额定功率1900KW，箕斗名义载重12吨。三年后，该井提升能力将扩大到250万吨/年（按每年提升350天，每天提升18小时计算），经设计院计算，原提升机的主轴装置仍然可以满足要求，但箕斗名义载重将增大到16吨，主电动机的功率将增大到2400KW，电控需要改造。以下就张小楼主井电控改造问题提出几个方案，供选择。方案一：先按照主电动机额定功率1900KV改造电控，三年后主电动机额定功率增大到2400KW，再在原来电控改造的基础上对电控进行改造。当前先按主电动机额定功率1900KW改造电控，即，用2套1900A6RA70全数字调节整流柜、1套6RA70全数字励磁柜（119 280A）、2套S7-300PLC控制柜、1套电源配电柜，替代现用的电枢整流柜、磁场柜、调节柜、控制柜，并采用工业控制计算机进行监控，更换司机操作台，保留原来的1600KVA*2主整流变压器、高压开关柜、励磁变压器、主回路电抗器及快速开关。三年后，主电动机额定功率增大到2400KW，经过计算，2台1600KVA主整流变压器容量将不能满足要求，需更换为2台2000KVA主整流变压器。2套1900A6RA70全数字调节整流柜可以满足正常提升需要，但不能满足重载和过载需要，必须加大其容量，需增加2套1900A6RA70全数字调节整流柜。更换励磁柜1套（400A），更换电抗器2套，其余装置不必更换。(1)优点①该方案分两个步骤对电控进行改造，第一步骤实施后即可消除当前电控可靠性较差的问题，完善安全保护装置，大幅度降低设备故障率，减少电控系统维修量，提高提升系统运行效率，保证设备安全、可靠、高效运行。②该方案先期投入的资金较少，见效较快，第一个步骤实施后可满足当前矿井生产的需要，第二步实施后可满足改扩建后矿井生产的需要。(2)缺点①分两次进行电控改造可能会给矿井带来一定的麻烦，方案全部实施完毕后新旧整流柜等装置的匹配可能会存在问题，先期改造使用的电控装置存在老化问题，改造后装置的使用寿命不可能一致。②后期改造需增加较多的资金投入。(3)费用估算先期投入资金约100万元，后期需再追加投入资金约110万元，前后共计需投入资金约210万元（不含后期更换的2400KW主电机及箕斗等）。方案二：先按照主电动机额定功率1900KW改造电控，三年后主电动机额定功率增大到2400KW，再对电控进行重新改造。119 使用1900KW主电动机时的改造方法与方案一相同，三年后，主电动机额定功率增大到2400KW时，用4套1500A6RA70全数字调节整流柜，替代原来的2套1900A6RA70全数字调节整流柜，其余设备的改造与方案一中三年后的改造方法相同。(1)优点①该方案的优点与方案一的优点①和②基本相同。②替换下来的2套1900A6RA70全数字调节整流柜可以调整给其它矿井使用。③后期更换的4套1900A6RA70全数字调节整流柜等装置可以合理匹配，改造后各装置的使用寿命基本可能达到一致。(2)缺点①后期改造替换下来的2套1900A6RA70全数字调节整流柜该绞车不能使用。增加了2套1500A6RA70全数字调节整流柜。②增加了2套1500A6RA70全数字调节整流柜的资金投入。(3)费用估算先期投入资金约100万元，后期需再追加投入资金约150万元，前后共计需投入资金约250万元（不含后期更换的2400KW主电机及箕斗等）方案三：现有电控先不改造，三年后待主电动机额定功率增大到2400KW，再对电控进行改造。目前先不进行电控改造，三年后一次性进行改造，即，主电动机额定功率增大到2400KW后，用2台2000KVA主整流变压器、4套1500A6RA70全数字调节整流柜、1套A6RA70全数字励磁柜（400A）、2套S7-300PLC控制柜、1套电源配电柜、2台大容量主回路电抗器，替代原有的1600KVA*2主整流变压器、电枢整流柜、磁场柜、调节柜、控制柜、主回路电抗器，并采用工业控制计算机进行监控，更换司机操作台，保留原来的高压开关柜、励磁变压器、快速开关。(1)优点①国内外电子产品的质量呈逐年上升均趋势，三年后一次性进行电控改造可以最大限度的优化电控系统，合理选择优质产品，更好地保证电控改造质量。②电控产品的价格呈逐年下降趋势，三年后进行电控改造可以减少一定的资金投入。119 (2)缺点当前在用的电控效率较低、可靠性较差、故障较多、维修量较大，目前不进行电控改造会影响矿井安全生产。(3)费用估算先期不改造，不需投入资金，后期改造需投入资金约200万元，前后共计需投入资金约200万元（不含后期更换2400KW主电机及箕斗等）。经过上述分析、比较，采用方案一实施改造。在实施方案一时，要充分考虑后续改造的系统软件升级和硬件接口兼容的问题。在规程和技术条件允许的范围内，应缩短装载时间，提高提升的加、减速度，使主提的整体效率得以提高。(二)张小楼井副井提升系统改造方案结合系统现状，经分析改造方案为：用4套1500A6RA70全数字调节整流柜、1套A6RA70全数字励磁柜、2套S7-300PLC控制柜、1套电源配电柜、替代原有的电枢整流柜、磁场柜、调节柜、控制柜、并采用工业控制计算机进行监控，更换司机操作台，保留原来的高压开关柜、励磁变压器、快速开关。此改造方案优点是：①一次性进行电控改造可以最大限度的优化电控系统，合理选择优质产品，更好地保证电控改造质量，见效果显著。②该方案分对电控进行改造，实施后即可消除当前电控可靠性较差的问题，完善安全保护装置，大幅度降低设备故障率，减少电控系统维修量，提高提升系统运行效率，保证设备安全、可靠、高效运行；该方案投入后，见效较快，可满足改扩建后矿井生产的需要。(三)张小楼井排水系统改造方案张小楼井为二级排水，由-1025泵房→-400泵房，自开采以来矿井最大涌水量为95m3/h（1975年2月20日），现矿井正常涌水量为37m3/h，净化后基本作为井下防尘用水，剩余的由-400泵房排至地面。张小楼井主要排水系统状况如下：张小楼新井-1025水平泵房内安装三台DDM75×119 9高压煤水泵，最大涌水量为83.4m3/h、最大排水能力为720m3/h，沿副井井筒敷设二趟Φ273×11排水管路排至-400水平；-400泵房有三台200D65×8水泵，最大涌水量为153.6m3/h、最大排水能力为560m3/h,供电方式为双回路，电压等级为6KV。但-1025水平泵房及-400泵房内安装70块矿用一般型高压板，不满足《煤矿安全规程》的要求，须换成隔爆型开关。张小楼井-400m水平原有泵房内的排水设备成为全矿主排水设备，该水泵已投入运行30年，服务年限较长，排水设备老化，需对其进行改造。综上所述，需要投入三台新产品水泵。(四)张小楼井供电系统改造方案(1)供电系统概况张小楼井现有新、老井两套供电系统同时存在，随着张小楼井的生产水平逐渐转向深部转移以及夹、张机轨大巷的贯通，主要负荷集中在-1025水平，需对整个张小楼井的井下供电系统进行改造。目前井下负荷分布如下各变电所：-400泵房总变电所；千米变电所；-600泵房；-600西一变电所；-600西一二石门；-600西二变电所；-750泵房变电所；-750西二移变；-880变电所；-1025中央变电所；-1025上仓变电所；-1025硅变；-1010机头变电所；-1025西一区变电所；-986变电所；75206中部变；-1166泵房；-960变电所。张小楼井目前共有变电峒室18个，其中：老井9个，新井9个，老井使用负荷为1501.38kw，其中-400水平负荷为910.91kw，采掘活动集中在-1025西一下山采区、-1025西一采区和-1025西二采区开拓。根据煤矿安全规程和集团公司有关规定，井下严禁使用油浸电缆，结合-1025西二采区与西翼机轨大巷贯通，西二采区生产系统形成和以后夹、张运输系统的合并负荷的变化，因此对张小楼井井下供电系统进行总体考虑，优化系统。(2)改造方案①第一部分：老井部分供电系统调整：方案一：维持原有供电方式，由-400水平→-600水平→-750水平→-880水平。拆除-400千米变电所、-600泵房变电所，保留-400泵房、-600西一、-750泵房、-880变电所，将-400泵房→千米变电所→-600泵房→119 -600西一变电所二路的路线改为-400泵房→-600西一二路，将西一二石门变电所进线电缆与-750泵房进线一路电缆联接，拆除二石门变电所，-880变电所一路改由-750泵房供电，-600西二一路由-600泵房改由-600西一变电所供，其它部分不动，需更换油浸电缆3*70约9500m，这样保证每一水平有电源；但存在的变电所多，增加维护和岗位工。前期需要投入更换油浸电缆3*70约9500m。方案二：利用新井供电，老井保留-400泵房，甩掉-600水平供电。由-1025西一960变电所供电至-880变电所，再从-880变电所供电至-750泵房；需敷设-960至-880变电所电缆3*70约1000*2m；调整-880、-750泵房进、出线开关；西二部分：今年7月份与新大井贯通后设西二采区变电所，由西二采区变敷设电缆至-750西二长约3*70约2500*2米，双根。-400千米变电所、-600泵房变电所、-600西一变电所、西一二石门变电所、-600西二变电所均可拆除，拆除这些变电所前必须-600水平所有设备。待-1025西一采区采掘活动完成时可拆除-750泵房、-880变电所、-960变电所，共计电缆2000m，但需在西二采区变电所形成以后。前期需要投入共计电缆3*70约7000m。方案三：利用新井供电，保留-400泵房，由-1025水平的960变电所→-880变电所→-750泵房→-600西一，敷设960→-880变电所电缆1000*2m，调整-880、-750、-600西一的进、出线开关，其余同方案一，需换电缆3700m。前期需要投入共计电缆3*70约为5700m。综上所述，方案三兼顾了方案一和方案二，时间工期短，取方案一为佳，前期需要投入共计电缆3*70约为5700m。电缆3*70价格120元/M，加其它费用，总计投入费用80万元。②第二部分：新井部分新井在-1025西二采区贯通后，西二采区投入生产，西翼机轨大巷敷设一部DⅡ型胶带机，长1774米，功率200×2Kw，机头需设一机头变电所，-1025西二采区设采区变电所，电源均来自-1025西一区域变电所，双趟，共需高压电缆MJYV-6000-3×70约3000×119 2米，高防开关19台供西二采区采掘生产。西区变电所现有高压开关板32块，备用板6块，满足机轨大巷和西二采区所用。共计需要投入高压电缆MJYV-6000-3×70约3000×2米，高防开关19台。综上第二部分所述，需要投入共计电缆3*70为6000m，电缆3*70价格120元/M，加其它费用，电缆投入费用90万元。③第三部分：-400井筒部分根据煤矿安全规程和集团公司要求，井下严禁使用油浸铠装电缆，庞庄矿张小井-400井筒油浸纸绝缘铠装电缆急需要更换交联聚乙稀粗钢丝外护套电缆3*120计570*2米。综上第三部分所述，需要投入共计电缆3*120为1140m。。电缆3*120价格243元/M，加其它费用，总计投入费用34万元。④第四部分：井下负荷分布如下各变电所：-400泵房总变电所；千米变电所；-600泵房；-600西一变电所；-600西二变电所；-750泵房变电所；-1025中央变电所；-1025硅变；-1025西一区变；各变电所内安装150块矿用一般型高压板及油浸变压器315KVA型40台不满足《煤矿安全规程》的要求，须换成隔爆型设备。综上第四部分所述，需要换成隔爆型开关为150块，隔爆型开关4万元/块，隔爆型开关费用总计600万元；需要换成隔爆型变压器为40台，隔爆型变压器8万元/台，隔爆型变压器费用总计400万元。隔爆型开关及隔爆型变压器费用总计1000万元。综上第一部分、第二部分、第三部分及第四部分所述，需要投入交联聚乙稀电缆电缆3*70为11700m，交联聚乙稀粗钢丝外护套电缆3*120为1140m，电缆总计投入费用204万元；需要换成隔爆型开关为150块，隔爆型开关总计费用600万元；需要换成隔爆型变压器为40台，隔爆型变压器费用总计400万元。总计电缆、隔爆型开关及隔爆型变压器总计费用1204万元。(五)张小楼井轨道运输系统改造方案张小楼井轨道运输系统，新井与老井系统联接，现正常使用的有-400m、-750m、-1025m三个水平。-400m水平大巷为30Kg/m的轨道，长度1000m，整个水平处于收缩状态，运输设备为ZK119 10-6/550电机车，电压为550V；-750m水平大巷为18Kg/m的轨道，全长约1800m，主要运输工具为CCXT-5电机车；-1025大巷为22Kg/m的轨道，为现生产水平主运输巷，巷道长3500m左右，在用架线2500m左右，架线电压为550V，主要运输工具为ZK10-6/550架线电机车，平巷人车15节。新老井联接斜巷四条：-400～-750总回上山、-750～-1025轨道下山、-750～-1025夏西一下山、-750～-1025夏西二轨道下山。另外与-1025大巷联接的各个巷道为22Kg/m的轨道，全长约4000m，主要运输工具为电瓶车；目前，张小楼井轨道运输系统共有22Kg/m及18Kg/m的轨道全长约9300m。综上所述，张小楼井轨道运输系统需要投入30Kg/m的轨道全长约9300m。表4-16庞庄煤矿张小楼井机运系统改造设备汇总表序号系统名称设备名称设备型号数量（套）价格(万元)工作量（万元）1主井提升电控系统主整流变压器2000KVA2台4080全数字调节整流柜1500A6RA704套2080全数字励磁柜（400A）A6RA701套2020控制柜S7-300PLC2套2040电源配电柜1套2020大容量主回路电抗器2台2．55操作台1台55安装工程费76.8副井提升电控系统全数字调节整流柜1500A6RA704套2080全数字励磁柜A6RA701套2020控制柜S7-300PLC2套2040电源配电柜1套2020操作台1台55安装工程费50.72排水系统水泵200D65*83套2060安装工程费2.3119 3井下供电系统干式隔爆型变压器KBSG-500/6408320矿用隔爆型高压开关BGP23-61504450交联聚乙稀电缆电缆MYJV22（3*70）11700m120140.4交联聚乙稀粗钢丝外护套电缆MYJV-42（3*120）1140m，24027.4安装工程费168.14轨道运输系统钢轨30kg/m9300m0.016148.8合计1859.54.4夹河煤矿安全改造项目的技术方案4.4.1夹河煤矿矿井通风系统改造项目的技术方案4.4.1.1夹河煤矿矿井通风系统改造必要性夹河煤矿西一区现被鉴定为高瓦斯区域，而-1010m～-600m水平区段之间2、7、9层煤均无专用回风道，已违反《煤矿安全规程》规定，降低了矿井安全系数。现有风道失修状况已严重影响了采区通风，并已威胁矿井安全生产，亟需扩大风道断面。4.4.1.2夹河煤矿矿井通风系统改造技术方案根据矿井巷道布置具体情况，专用回风道完善方案如下：①下石合组2煤系统119 将-800西一二层皮带上山改为专用回风道，该巷道现平均断面为4～6m2，需扩大到10m2，工程量为750m。从-800西一石门至-1010水平新掘一条2煤专用回风道，工程量为700m,预计2006年5月份建成。②山西组7、9煤系统将-800轨道暗斜井改为专用回风道，另新掘一条回风联络巷与-600水平专用回风道联通，工程量为120m，预计2006年12月份建成将西一9煤材料斜巷（平均断面5m2，需扩大到10m2）改为专用回风道，工程量420m。另从西一9煤材料斜巷下头（-910m）至-1010m补掘一条专用回风道，工程量730m，预计2007年元月份建成。③专用回风道工程量表表4-17专用回风道工程量表序号项目工程量断面工作量（万元）备注单位数量单位数量1-800西一二层皮带上山m750m210337.5扩巷2西一9煤材料斜巷m420m210189扩巷3新掘一条2煤专用回风道m700m213490补掘4回风联络巷m120m21278补掘5新掘一条7、9煤专用回风道m730m212474.5补掘6合计15694.4.2夹河煤矿瓦斯抽采系统改造项目的技术方案(一)瓦斯抽采系统基本情况夹河煤矿抽放瓦斯系统于2004年4月份正式投入运行，2004年4-9月份对2441工作面进行了瓦斯抽放，其后，由于其它工作面瓦斯绝对涌出量均不超过3m3/min，所以没有进行瓦斯抽放，抽放系统停止运行。2005年5月下旬开始对2443工作面实施瓦斯抽放。瓦斯抽放系统具体情况介绍如下：（1）泵站：建立在-800皮带暗斜井原绞车房内，安装两台型号均为2BE1—303—0BD3G的瓦斯抽放泵，一用一备，转速740r/min，最低吸入绝压33mbar,最高吸入绝压可达1013mbar,气量60m3/119 min；配套电机型号均为YB315L2—8，额定功率为110KW。（2）管路系统：管路材质均为纳米管路，现吸气侧管路总长2510m，其中主干管路规格为ø200mm，管路长度550m；支干管路规格为ø150mm，管路长度为1060m；分之管路长度为900m，规格为ø150mm。排气侧的管路长度为250m，规格为ø200mm。（3）瓦斯抽放方式：以高位钻孔抽放方式为主，上隅角瓦斯抽放为辅。（4）封孔工艺：采用规格为ø75mm钢管、海带、黄泥和快速水泥药卷进行封孔，封孔长度不小于8m。（5）瓦斯抽放参数情况和瓦斯利用情况表4－18瓦斯抽放参数情况项目单位参数备注设计能力m3/min60实际能力m3/min15－30抽放能力富余系数1.4－2.8能否适应未来几年瓦斯抽放不能已计划再建一套钻场间距m35－40钻场布置钻孔数个3钻孔长度m75实际瓦斯抽放浓度％6－21工作面绝对瓦斯涌出量m3/min7－10工作面瓦斯抽采率％27.5－35经济流速负压损耗Pa20518.79最大流速负压损耗Pa52027.47孔口抽采负压Pa13000(二)存在问题2005年下半年开始，矿井采掘工作面集中在西一高瓦斯区域生产，二、七层回采工作面、掘进面同时需要进行瓦斯抽放，预计抽放流量为100m3/min左右，现有瓦斯抽放系统能力不足。(三)改造的必要性（1）夹河煤矿西一区域采煤工作面瓦斯绝对涌出量已由原来的1～3m3/min增大到10m3/min左右，掘进面的瓦斯浓度由0.2%以下增大到0.5～0.7%，采取正常措施已不能将瓦斯浓度降到1%以下，必须采取瓦斯抽放措施。119 （2）夹河煤矿2005年下半年西二采区采掘活动基本结束（-800--1010m水平以上没有煤炭赋存），矿井生产全部集中在西一采区生产，根据3个回采工作面同时生产的布局，2005年以后至少有2个回采工作面需要同时进行瓦斯抽放，现有瓦斯抽放系统能力不足，需要对现有系统管路进行改造。（3）由于2443、2442工作面方出至回采之间的期限短，没有预抽期，采用高位钻孔抽放方式；为了保证足够的预抽期、提高抽放率，-1010水平采煤工作面将采用本煤层瓦斯抽放方式。2个回采工作面同时抽放，且抽放方式不同，需要具备两个抽放系统进行分别抽放。(四)改造项目方案1）现有系统进行管路改造，将主干管路更换成ø300mm，支干管路更换成ø250mm，以降低管路系统阻力。2）-1010水平瓦斯抽放系统方案（1）抽放系统泵站位置选择根据抽放系统服务范围和巷道布置及抽放系统敷设路线情况，以选择使用现有巷道和下风侧具备专用回风道为原则，-1010水平瓦斯抽放系统泵站设置位置有两个方案：①将瓦斯泵站设在原9424下运输平巷内；②将瓦斯泵站设在原-800西一二层皮带上山下头平巷内。方案比较见表4-19。经过综合比较，泵站位置选择方案2。（2）主干抽放管路敷设路线负压测：--1010回风暗斜井→-1010水平车场→-1010皮带暗斜井→-800西一二、七层联络皮带机道→抽放泵站。正压测：抽放泵站→-800西一二层专用回风道（原二层皮带上山）。表4-19方案比较表119 方案井巷工程量（m）独立通风系统是否具备专用回风道主干管路长度(m)优缺点比较1120有不具备15701、该方案泵站所在巷道压力大，不易维护。2、进出设备通道不方便。3、建立泵站排水系统困难，且距煤仓太近，威胁煤仓安全。260有具备16001、该方案泵站所在巷道压力相对稳定，维护方便。2、进出设备通道比较方便。3、距变电所距离近，供电方便。（3）抽放管路长度需要抽放管路长度考虑10%的备用系数。负压测主干管路长度：1600*1.1=1760m正压测主干管路长度：150*1.1=165m支干管路长度：3200*1.1=3520m（4）抽放管路选型-1010水平抽放系统按一个回采工作面和二个煤巷掘进面同时进行本煤层瓦斯抽放，预计同时抽放钻孔1100个，根据张集和义安矿抽放参数，单孔平均瓦斯抽放混合流量预计为0.04m3/min。瓦斯抽放浓度5%，抽放泵抽放效率70%，备用系数按1.2计算。主干管路最大抽放流量为1100×0.04=44m3/min。支干管路最大抽放流量为700×0.04＝28m3/min。①抽放主干管路的规格D＝0.1457(Q/V)1/2式中：D——瓦斯管内径，m；Q—管内混合瓦斯流量，m3／min；V—瓦斯在管路中的经济流速，m／s。一般为V＝5～15m／s；取V＝10m／sD＝0.1457(Q/V)1/2＝0.1457(44/10)1/2＝0.30m（300mm）②抽放支干管路的规格D＝0.1457(28/10)1/2＝0.24m（250mm）119 所以工作面两道选用内径250mm的抽放支管，抽放泵负压侧主干管及正压侧管路，选用内径300mm的抽放管。否则，因管径太小，抽放阻力大，流量减少，钻孔处负压会很低，达不到理想抽放效果。（5）摩擦阻力计算Hm＝9.81式中：Hm─管路的摩擦阻力，Pa；Q─瓦斯混合流量，m3/h；r─混合瓦斯对空气的密度比，查表可得，取0.978；K─管径系数，查表可得，取0.71；D─瓦斯管内径，cm。①负压侧摩擦阻力计算主干摩擦阻力：h1＝9.81×Q2×r×L/(K×D5)＝9.81×(44×60)2×0.978×350/(0.71×305)＝1709.34Pa。支干摩擦阻力：h2＝9.81×Q2×r×L/(K×D5)＝9.81×(28×60)2×0.978×1000/(0.71×255)＝3905.42Pa②主干正压侧摩擦阻力h3＝9.81×Q2×r×L/(K×D5)＝9.81×(44×60)2×0.978×1600/(0.71×305)＝6201.17Pa。③局部阻力按15%计算h4＝（h1＋h2＋h3）×0.15＝（1709.34＋3905.42＋6201.17）×0.15＝1772.39Pa。④孔口负压h5＝13000Pa。⑤瓦斯泵需要压力H＝（Hr＋Hc）×k式中　H─瓦斯泵的压力，Pa；Hr─负压侧管路全部阻力损耗，Pa；Hc─正压侧管路全部阻力损耗，Pa；k─备用系数，取k＝1.2；H＝（h1＋h2＋h3＋h4＋h5）×k119 ＝（1709.34＋3905.42＋6201.17+1772.39+13000）×1.2＝31905.98Pa。换算成真空度为：（31.9÷101.3）×100%＝31.49%（6）需要泵的额定流量Qc＝（Q混×k）/式中：Qc─瓦斯抽放泵额定流量，m3/min；Q混─抽放管内混合流量，m3/min；─瓦斯抽放泵抽放效率，取70%；k─备用系数，取k＝1.2；Qc＝(44×1.2)/0.7＝75.43m3/min。根据以上计算方法需：主干管径：ф300mm，2145m。支干管径：ф250mm，3520m。瓦斯泵所需压力：31.90Kpa。瓦斯泵的额定流量：75.433/min。5、费用概算表4-20瓦斯抽放系统费用概算表项目单位工程量单价（万元）费用（万元）备注抽放泵台250100.02BE1—303—0BD3G型抽放管路（纳米）m19250.065125.1ø300mm抽放管路（纳米）m35200.045158.4ø250mm附属装置20.00硐室m600.742.00泵站更新管路及延长m48600.045218.7ø250mm安装费用24.6合计688.84.4.3夹河煤矿机电设备改造项目的技术方案（1）夹河煤矿现井下约有30台KSJ-320型油浸变压器在使用，不符合《煤矿安全规程》有关规定，为确保矿井安全生产，需更换为KBSG-315型干式变压器。每台KBSG-315型干式变压器约7万元，共需费用242万元。119 （2）现矿井井下在使用的ST-2000非阻燃强力胶带约3200m，不符合《煤矿安全规程》有关规定，需更换为STS--2000阻燃强力胶带，约需资金320万元。4.5垞城煤矿主井提升系统安全改造的技术方案4.5.1垞城煤矿主井提升系统安全改造的必要性垞城煤矿原设计能力0.45Mt/a，1996年开始矿井改扩建工程，新建立了副井多绳提升系统，设计能力扩大到0.75Mt/a，目前副井多绳提升系统已投入运行，其它改扩建工程正在实施过程中。2003年核定该主井的提升能力为0.65Mt/a。近几年，仅通过对主井提升系统进行简易改造，目前主井提升系统基本不能满矿井安全生产的要求，主要存在如下问题：(1)电控系统为非PLC控制，线路老化，故障频繁。(2)主电机服务年限近30年，故障多，效率低，危及安全。(3)罐道钢丝绳张紧方式不符合煤矿安全规程规定。(4)减速器使用年限长，零部件磨损严重，故障频发，危及安全。(5)制动系统不可靠，危及安全提升。(6)井口、受煤口主梁及钢板绣蚀严重，危及安全提升。综上所述，为确保矿井安全生产，必须对垞城煤矿主井提升系统进行安全改造。4.5.2提升系统改造原则及方法垞城煤矿是正在生产中的矿井，为减少停产损失，在进行技术改造过程中必须把影响矿井生产的时间压缩到最小，因此提升系统的井筒装备、井上下装卸载设施、提升设备的基础、钢筋混凝土井架等设施因施工工期长都不允许有大的变动，实际上只有通过更换和调整提升系统的机械、电气设备来实施提升系统安全改造。119 4.5.3提升系统安全改造技术方案根据垞城煤矿主井提升系统的实际状况，经分析初步提出了4种改造方案。各设计方案主要技术特点如下：方案1：采用轻型高强度铝合金箕斗，自重2500kg，箕斗载重8500kg。提升系统最大静张力12573.4kg，最大静张力差9994.5kg。由于提升系统最大静张力及最大静张力差超过原有提升机技术参数，该方案需更换提升机和电动机。要求提升机生产厂家根据要求的最大静张力及最大静张力差参数非标设计主轴装置，外形尺寸与现有提升机一致；电动机更换为YR5603－8型，功率1000kW；仍使用速比为22.125的XL－30型行星齿轮减速器。现有制动系统制动力矩为397055.4N.m，该方案制动力矩与最大静力矩之比为2.7＜3，制动系统需要更换。提升系统最大速度为5.3m/s，提升系统的提升能力为1.68Mt/a（工作制度350d/a，16h/d）。该方案要求轻型高强度铝合金箕斗断面及高度尺寸和原箕斗相同，有效装载高度增加。根据现行《煤矿安全规程》规定，井上（下）口过卷（过放）距离需要5.887m。现有系统井上口过卷距离为6.0m，满足《煤矿安全规程》要求。更换原电控系统无手动切电阻控制方式，提高低频的可靠性，应增加1套低频电源装置，实现故障自动切换，更换一套信号装置,实现自动发送信号，对闸控制电路进行改进与调整，以适应新液压站的要求，并尽量减少低频拖动时间。方案2：采用锰钢结构箕斗，更换提升钢丝绳，其它内容基本同方案1。方案3：箕斗一次提升量增加到6500kg，仍使用现提升机，电动机更换为，YR5603－8，功率1000kW电动机，使用减速比为16的XL－30型行星齿轮减速器。提升系统最大静张力11873.4kg，最大静张力差7915kg，主轴装置参数满足要求。提升钢丝绳仍使用18×7＋FC―34―1670。提升系统最大速度为7.327m/s，提升系统的提升能力为1.52Mt/a（工作制度350d/a，16h/d），扣除37%的含矸石量，原煤实际提升能力1.00119 Mt/a。由于提升速度提高，现有井架的过卷距离不满足《煤矿安全规程》的要求。根据上次会议精神，为满足《煤矿安全规程》对提升系统卷距离的要求，该方案在原钢筋混凝土井架的外侧新建型钢井架，加大过卷距离。井下口过距离为4.0m，不满足《煤矿安全规程》。更换原电控系统无手动切电阻控制方式，提高低频的可靠性，应增加1套低频电源装置，实现故障自动切换，更换一套信号装置,实现自动发送信号，对闸控制电路进行改进与调整，以适应新液压站的要求，并尽量减少低频拖动时间。该方案是在原混凝土井架外侧加4根钢结构立柱，立柱与混凝土井架连为一体，上部加设一个钢结构天轮平台，另外加设钢结构斜架，在现提升机房和井架之间施工斜架基础，改造后提升系统的主要负荷由斜架承受，原钢筋混凝土井架实际上只起导向和稳罐作用。该方案对矿井正常生产造成影响的因素有以下几个方面：（1）原有混凝土井架防撞梁层内侧的2根防撞梁要打掉；（2）天轮平台层4根支撑天轮的梁由于和上延的罐道钢丝绳干涉，也需要拆除；（3）由于过卷距离提高，罐道钢丝绳固定平台上移，原有的罐道绳需要更换，过卷稳罐道也需要上延；（4）钢结构天轮平台的安装、钢井架斜腿安装。该方案在现矩形断面钢筋混凝土井架外再套一个钢结构井架是存在以下不足：①原混凝土井架本身断面大，其周边还有旋梯、受煤仓、皮带廊等设施，不具备外套钢结构井架的位置；②外套钢结构井架立架断面大，用钢量大，极不经济。③外套钢井架的主斜架架基础位于现主井和提升机房之间的路上，此处是更换箕斗和进行主井检修的必需空间。④外套钢结构井架，施工困难，工期长。该方案提升系统的主要技术参数：提升机、箕斗、井筒装备及装载设施均不变；减速器：XL－30型行星齿轮减速器，速比16；电动机：YR5603－8型电动机，功率1000kW，转速738r/min，电压6000V；提升钢丝绳：18×7＋FC―34―1670；钢丝绳安全系数：6.98>6.5提升系统速度：7.327m/s；119 系统最大静力矩：11.98t.m；液压站实际制动力矩：40.488t.m；制动力矩倍数：3.38；提升系统加、减速度：0.75m2/s；爬行距离：6m；爬行速度：0.5m/s；休止时间：15s；一次循环提升时间：78.297s；提升系统能力：1.52Mt/a方案4：根据现场实际情况，设计了该方案。箕斗一次提升量增加到6500kg，仍使用现提升机，电动机更换为，YR5603－8，功率1000kW电动机，使用减速比为16的XL－30型行星齿轮减速器。提升系统最大静张力11873.4kg，最大静张力差7915kg，主轴装置参数满足要求。提升钢丝绳仍使用18×7＋FC―34―1670。提升系统最大速度为7.327m/s，提升系统的提升能力为1.52Mt/a（工作制度350d/a，16h/d），扣除37%的含矸石量，原煤实际提升能力1.00Mt/a。由于提升速度提高，现有井架的过卷距离不满足《煤矿安全规程》的要求。根据现场及有关资料，将箕斗卸煤位置下移1.7m，使井上口的过卷距离符合现行《煤矿安全规程》的规定，拆除8.75平面及7.4平面的部分楼板和梁，对卸煤口和卸煤仓进行必要的加固。更换原电控系统无手动切电阻控制方式，提高低频的可靠性，应增加1套低频电源装置，实现故障自动切换，更换一套信号装置,实现自动发送信号，对闸控制电路进行改进与调整，以适应新液压站的要求，并尽量减少低频拖动时间。该方案提升系统的主要技术参数：提升机、箕斗、井筒装备及装载设施均不变；减速器：XL－30型行星齿轮减速器，速比16；电动机：YR5603－8型电动机，功率1000kW，转速738r/min，电压6000V；提升钢丝绳：18×7＋FC―34―1670；钢丝绳安全系数：6.98>6.5119 提升系统速度：7.327m/s；系统最大静力矩：11.76t.m；液压站实际制动力矩：40.488t.m；制动力矩倍数：3.38；提升系统加、减速度：0.75m2/s；爬行距离：6m；爬行速度：0.5m/s；休止时间：15s；一次循环提升时间：78.297s；提升系统能力：1.52Mt/a方案比较如下：表4-21提升系统改造方案比较表方案1方案2方案3方案4改造内容更换电动机、主轴装置、箕斗及电控装置更换电动机、主轴装置、箕斗及电控装置更换电动机，减速器，提高提升速度，外套钢结构井架及电控装置更换电动机，减速器，提高提升速度，改造卸载部分结构及电控装置投资估算电动机：60万元；主轴装置及液压制动系统：=100+50=150万元；箕斗：70万元；装载设备改造：6万元；电控投资：70万元；安装费：200万元；总投资：556万元电动机：60万元；主轴装置及液压制动系统：=100+50=150万元；箕斗：30万元；装载设备改造：6万元；电控投资：70万元；安装费：200万元；总投资：516万元；电动机：60万元；减速器：90万元；电控投资：70万元；罐道绳：35万元；井架：100万元；安装费：300万元；总投资：655万元；电动机：60万元；减速器：90万元；电控投资：70万元；安装费：170万元；总投资：390万元优缺点比较充分利用井上下口设备及设施。提升系统速度、提升钢丝绳和原系统相同，提升井架不需要改动，改造工程量小，对矿井生产影响小，工程施工需要10天左右。该方案设备投资略大。充分利用井上下口设备计及设施。提升系统速度和原系统相同，提升钢丝绳要更换。井架需要鉴定，确定是否进行补强加固。工程施工需要10天左右。若井架经鉴定需要补强加固，工程施工时间将增加。需更换电动机，减速器。由于速度提高，井上下口过卷（过放）距离均不满足规程要求，井架需要改造，投资高。井架施工对矿井正常生产影响因素较多，施工时间较长。需更换电动机，减速器。由于速度提高，井上下口过卷（过放）距离均不满足规程要求，写在位置下移。改造工程量较小，施工周期约7天，影响矿井生产时间较短。通过方案比较，方案4投资少，改造工程量小，施工周期短，对矿井生产影响小，确定选用方案4。119 提升系统改造工程投资估算如下：表4-22垞城矿主井提升系统改造工程投资估算序号工程名称简要内容单位数量投资(万元)备注一　设备购置　　　220　1主电机YR5603-8-1000台260　2减速器XL-30、速比16台290　3电控系统PLC控制高压换向更换套170　　二安装工程　　　170　1设备安装　项180　2井架受煤口改造　项120　3罐道钢丝绳改造更换8根钢丝绳及张紧方式项170　　　合计　　3904.6张双楼煤矿主井提升系统安全改造的技术方案4.6.1张双楼煤矿主井提升系统安全改造的必要性张双楼矿主井净直径φ5.5m，1979年1月23日破土动工，1983年6月10日竣工，井筒总垂深628.6m,其中冻结段302m，基岩段326.6m。冻结采用钢筋砼支护，内外壁厚各为500mm，基岩段浇注素砼支护，壁厚350mm，主井内装备13t箕斗一对，电缆一趟。张双楼矿副井井筒净直径φ6.5m，1980年1月20日破土动工，1982年12月3日竣工，井筒总垂深585.7m,其中冻结段302.7m，基岩段263m。冻结段采用钢筋砼支护，内外壁厚各600mm，基岩段浇注素砼支护，壁厚450mm。副井内装备有一吨双层双车加宽罐笼一对，直径φ273mm排水管四趟，直径φ273mm压风管一趟，动力电缆及信号电缆各一组，以及梯子间、球扁钢组合罐道等。119 张双楼矿全井田被第四系厚表土层所覆盖，主、副井穿过的表土层上下部均为粘土，中间是粘土质砂、砂、砂质粘土等。表土层底部是一层含水丰富、与基岩有水力联系的底砾石层，底砾石层厚约为10m，导水性良好，渗透系数3.8－9.6m/d。主井自投产以来，在垂深195－250m冲积层与基岩交界段上下，共发生井壁局部剥落影响安全生产的大破坏三次。副井井筒自投产以来，在垂深180.7－280m冲积层与基岩交界段上下，共发生井壁局部剥落，罐道扭曲变形，直接影响安全生产的大破坏四次。被迫停产抢修，抢修加固。主、副井筒每次抢险加固后，都对治效果进行了跟踪监测，监测结果表明，无论是挂槽钢井圈还是套砼井壁，在井壁处理后不长的时间内，均起到一定的加固作用，表现为井壁的变形速度显著减小，但经过一段时间后，加固段变形又开始加剧，特别是井筒的竖向位移继续增加，加固段风、水管路及罐道仍然发生扭曲变形，需要经常停产处理（后通过对风、水管路及罐道加装伸缩节防止发生突发性破坏变形）。主、副井2001年8月最后一次停产治理后，在主、副井筒内安装了一套井壁变形监测系统对主、副井变形情况加以监测，同时又组织专人定期对主、副井井壁观察测量。监测结果表明，2002年6月份前主、副井修护段井壁变形速度较慢，变形量较小，井壁相对稳定。6月份以后，加固段井壁变形速度又开始加快。2005年5月最后一次测得主井在修护段箕斗东北角、西北角、东南角、西南角与井壁间的安全间隙分别为190mm、180mm、230mm、190mm，比2001年8月份修护后的250mm分别减小了60mm、70mm、20mm、60mm。2005年5月最后一次测得副井修护段罐笼西北角、西南角、东北角、东南角与井壁间的安全间隙分别为70mm、80mm、80mm、75mm，比2001年8月份修护后的安全间隙100mm分别减小了30mm、20mm、20mm、25mm。119 为确保矿井张双楼矿提升系统的安全可靠，使之符合《煤矿安全规程》的有关规定，有必要对张双楼矿主、副井提升系统进行较彻底的安全改造工作。考虑井筒不能长时间停产治理的特殊情况，以及主、副井井筒较长时间的使用年限，徐州矿务集团计划近期先进行矿张双楼矿主井提升系统安全改造工作，副井提升系统后续进行安全改造。4.6.2井壁破裂及其机理自1987年7月~2004年12月，在淮北、徐州、大屯、兖州、永夏等矿区已有80余个立井井筒（包括张双楼主、副井）相继发生了井壁破裂灾害，给矿井正常生产构成了极大威胁，造成了巨大的经济损失和严重的社会影响。经过国内有关科研单位的十多年深入研究，获得了井壁破裂的机理，井壁竖直“附加力理论”：特殊地层含水层因开采等活动疏水，造成水位下降，导致含水层的有效应力增大，产生固结压缩，引起上覆土体下沉。土体在沉降过程中施加于井壁外表面一个以往从未认识到的竖直附加力。竖直附加力增长到一定值时，混凝土井壁因不能承受巨大的竖直应力而破坏。4.6.3治理技术方案的技术路线根据井壁破裂机理的附加力理论，预防与治理立井井壁破裂的技术路线主要有：（1）井壁结构，抵抗或适应附加力由于在设计井壁时未考虑到井壁可能受到竖直方向的附加力，因而井壁不能承受竖直附加力而遭破坏。预防与治理时可采用“抗”或“让”的办法处理井壁，“抗”就是在现有井筒内再加套一层井壁，以抵抗附加力。“让”就是在内层井壁特定部位开切“卸压槽”或预留“可缩装置”，允许井壁在竖直方向变形，以适应附加力。（2）变地层性状，缓释及削减附加力对造成井壁附加力的根源——疏排水含水层进行注浆加固，减小其固结压缩量，从而可以减小井壁竖直附加力。按具体注浆部位、方法的不同可分为破壁注浆、地面注浆等。根据张双楼矿主井的实际情况，参照已有的理论和技术研究成果和工程经验，预防与治理井壁破裂的方案主要有：1)“井壁开槽卸压”法；2)“破壁注浆加固壁后地层”法；119 3)“地面注浆加固含水地层”法。4.6.4治理方案选择4.6.4.1井壁内壁开槽卸压法“井壁开槽卸压”法是用破壁注浆法堵水，按设计位置开切卸压槽并充填可塑性材料，人为造成井壁的薄弱点，创造井壁竖向可压缩变形的条件，使井壁可随地层沉降，而在卸压槽位置产生竖向压缩位移，从而减小竖直附加力值，释放井壁内积蓄的能量，达到保证井壁安全的目的的一种井壁破裂治理方法。开槽卸压法治理井壁破裂灾害的力学机理可以分为不同阶段的三个不同效应：（1）破壁注浆对竖直附加力的缓释效应；（2）套壁的径向约束效应；（3）外壁局部压碎后的卸压效应。开槽卸压后井壁破裂可以分为三个阶段：（1）径向劈裂阶段；（2）裂缝扩展阶段；（3）外壁局部压碎阶段。开槽卸压方法的应用受到水文地质和工程两方面条件的限制。（1）切卸压槽前必须进行破壁注浆，需占用井筒；（2）当下部含水层水压较大时，须慎防突水；（3）卸压槽完工后，井壁将会不断下沉，故需安设可缩罐道或切割罐道；（4）提升容器运行至卸压槽附近时一般需减速；（5）当卸压槽的压缩量达到预定值后，需再次开卸压槽；（6）当卸压槽处外层井壁被压碎后，卸压槽处一般均有漏水现象。开卸压槽法的直接成本相对较低，一般每个井筒约需200万元左右，但施工占用井筒的时间长，要求井内装备竖向可缩，对生产的影响较大，而且人为地造成了外层井壁的破坏，其长期的副作用可能较大。4.6.4.2破壁注浆加固地层法“破壁注浆加固地层”119 法是采用特殊钻注技术，穿透表土疏排水含水层处的井壁，向含水层注浆，用水泥浆充填和密实由于疏水而压缩的含水层，提高地层自身的抗变形能力，减少其固结压缩量和上覆地层的下沉量，从而减小井壁附加力的一种井壁破坏预防与治理措施。该方法具有施工工艺简单、工期短等优点，但是占用井筒时间长，影响生产；而且目前破壁注浆技术本身决定了地层加固范围较小(实测表明，通常井壁外只有2~3m)，保持井壁安全稳定的时间相对较短，一般2~5年后需再次注浆或采取其他技术进行治理。4.6.4.3地面注浆加固含水地层法“地面注浆加固含水地层”法是在井筒周围进行钻孔（必要时采用定向钻进技术），将钻孔打到疏排水层的预定位置进行注浆，充填孔隙、挤压加固井筒周围一定范围内的松散地层，增加其压缩模量、提高自身承载能力，充填、加固地层，减小其压缩沉降量，从根本上消减竖直附加力的一种井壁破坏预防和治理措施。对含水层进行注浆具有四大作用：充填作用；劈裂挤压作用；加固作用；堵水作用。研究与工程实践表明，对含水层进行注浆加固具有缓释与抑制井壁竖直附加力的双重作用。采用地面注浆方法治理井壁破裂灾害不影响矿井的生产，施工简单、方便，不要求井筒装备可缩，外层井壁不受破坏；在建立其井壁应变监测系统后，注浆过程可控。但为保障在注浆过程中井壁的安全，须对井壁受力与变形进行实时监控并利用测试结果指导注浆工程，调整注浆技术参数；为防止注浆造成地面的不均匀变形，须对井口附近的地表、构筑物的变形进行监测。另外，注浆加固方法的费用一般比开槽卸压法高。4.6.4.4治理方案选择针对张双楼矿主井井壁的实际，综合考虑井筒所处的工程地质、水文地质条件，井筒的井径、提升方式、安全间隙、井筒不能长时间停产治理的特殊情况以及主井井筒较长时间的使用年限，经论证，选择采用含水地层注浆加固法防治井壁破裂。119 4.6.5治理方案简述4.6.5.1注浆加固参数（1）加固高度范围根据张双楼矿主井井筒穿过地层的地质、水文地质资料，第四系冲积层厚242.84m，考虑到：①疏水含水层主要处于表土层的中、深部；②井筒竖向应力沿深部积累，到基岩与表土交界面附近达最大；③至今未发现在垂深100m以上地层中的井筒井壁发生破裂；因此，设计张双楼主井表土地层加固总范围为垂深90.0~250.0m，注浆加固涉及地层总厚度160.0m。（2）注浆段高根据现有的主井地质柱状图所揭露的土性，在上述160.0m的注浆范围中，设计分6个注浆加固段，加固地层总厚84.79m，涉及含水层6层，计50.27m，具体见表4-23。表4-23张双楼矿主井注浆加固分段情况分段垂深范围（m）累计厚（m）含水层厚（m）备注一90~10010.003.40花管注浆或射孔注浆二124~145.521.5015.00花管注浆或射孔注浆三152~157.55.502.60花管注浆或射孔注浆四160~170.7910.797.20花管注浆或射孔注浆五179~19011.004.45花管注浆或射孔注浆六224~250.026.017.62套管下至235m、裸孔注浆合计90~242.8484.7950.27注浆加固的重点层位位于124m~242.84m。设计通过钻孔取芯准确掌握土层沿井筒深度的实际分布情况，为合理划分注浆段高，设计花管和止浆塞位置，设计射孔段高等技术参数的确定提供可靠的依据。（3）含水层加固宽度张双楼矿主井井筒内半径为2.75m，外半径3.75m，根据研究成果，相对加固宽度以3~4为宜，设计张双楼矿主井含水层注浆加固宽度12m119 ，则相对加固宽度为3.2倍，在合适范围内。（4）含水层加固距离研究表明，紧靠井壁进行地层注浆加固不仅可能对井壁受力造成不利影响，而且不能得到缓释和抑制井壁竖直附加力的最佳效果。含水层的最佳加固距离一般为2~4倍的井筒外半径，设计张双楼矿主井含水层注浆加固距离为8.0m，则相对加固距离为2.133倍。（5）含水层加固布孔圈径及孔数根据上述含水层加固宽度和加固距离的选择，初步设计含水层注浆加固布置孔圈直径为36m。根据现有注浆技术水平，在设计调整好注浆压力、浓度、一次注入量、添加剂数量等参数的基础上，暂考虑按10孔布置注浆孔。（6）浆液扩散半径与单孔注浆量本设计注浆工程的目的是加固地层，提高地层的竖向抗变形能力，不是为了堵水，也不是承受水平地压。因此不要求在井筒周围地层中形成十分规则的、有一定厚度的帷幕。实际上，用普通的水泥浆（或水泥－水玻璃浆）对砂层进行注浆不易实现渗透注浆，大多数情况下只能是劈裂注浆，也即在注浆压力作用下，浆液在地层中呈条带、树枝状扩散。因此在注浆过程中应设法控制浆液扩散范围。设计按2/3的浆液留在注浆孔周围半径6.5m的范围内，综合考虑粘土层，尤其是铝质粘土层在冻结施工后孔隙比的巨大变化，设计单孔注浆量为：式中Q—单孔注浆量，m3/孔；c—浆液损失系数，取为1.5；n—土层的孔隙率，平均取为33%；b—孔隙的压密、充填综合系数，取为0.3；R—浆液的有效滞留半径，按6.5m考虑；hi—第i层砂层的厚度，m；对于张双楼主井注浆段，含水层在井深110m以上的，注浆量按正常注浆量的70%设计，其余按正常计算，故有：119 （7）注浆压力注浆压力对浆液的扩散范围有重要影响。理论与经验均表明：当注浆压力与土层原始地应力之差大于土层的抗劈裂强度时，土层中即可进浆。取土层的抗劈裂强度为0.5MPa，则注浆结束时的最小注浆压力应为：式中pmax—受注点的最小注浆压力，MPa；γ—为土层的平均容重，可取为0.02MN/m3；H—受注点深度，m。对应H=90~242.84m，最小注浆压力为2.3~5.35MPa。若以孔口压力计，则式中pk—注浆孔孔口处的最小注浆压力，MPa；γj—浆液的容重，MN/m3；H—受注点的深度，m。对应于H=90~242.84m，水灰比为0.6:1~1:1的浆液，孔口处的最小压力为1.0~2.5MPa。注浆终压一般是注浆段静水压力的2~2.5倍，综合其他因素，设计注浆孔口处最大压力为5.5MPa。（8）单孔结束注浆的标准对于注浆工艺本身，以注浆量、注浆终压作为单孔结束注浆的标准。当注入量达设计量的80%~120%，注浆终压达设计要求并稳定20min时，可结束该段注浆。注浆工程最终结束标准还应综合考虑井壁应变变化和缓释效应、地表变形量及不均匀度、钻孔取芯分析、浆液扩散效果检测等结果进行综合确定。4.6.5.1注浆工艺（一）注浆材料119 一般地，注浆材料可分为无机系和有机系两大类。无机系注浆材料主要有：单液水泥类、水泥－水玻璃类、水泥－粘土类、水玻璃类、水泥－粉煤灰类。有机系注浆材料有：丙烯酰胺类、聚氨酯类、脲醛树脂类等。考虑到本注浆加固工程兼有充填地层和加固地层两方面的任务，故要求注浆结石体有一定的强度。水泥-粉煤灰浆液具有成本低，结石体抗压强度较高的优点，是较为理想的浆液。故设计采用水泥－粉煤灰作为主要注浆浆液，必要时辅以掺以速凝浆的单液水泥进行注浆。（二）注浆工艺（1）注浆孔施工1）注浆孔平面布置如前所述，研究表明，注浆加固并非越靠近井壁越好，实际上存在一个最佳加固距离，其值因加固区宽度的改变而有所不同，一般为2~4倍的井筒外半径。本次按有效加固宽度为12m设计，加固距离取8.0m，主井注浆孔的布置圈径设计为36m，满足要求。主井布置单圈10个注浆孔，孔的弧向间距为11.304m。实际钻孔时，要求钻孔的终孔位置落入目标位置周围直径1.5m的范围内即可，这样可避免造斜孔，也不至于对加固效果产生大的影响。2）注浆孔结构注浆孔开孔直径设计为f91mm，无芯钻进10m深，然后采用f190mm扩孔钻头扩孔，在钻成的孔内下φ168×7mm护壁套管，采用425#水泥固管。然后改用φ91mm钻头无芯钻进90.0m后，再取芯钻进至设计深度242.84m，测井，用f142mm钻头扩孔到孔底，孔深242.84m以上，下f127mm×6套管(其中，深度在90.0m以下与砂层对应的部分均为花管或准备射孔的普通钢管)，固管采用水泥浆或水泥－粘土浆。（2）止浆方式按单液注浆系统设计，若采用花管注浆，可用三爪式、卡瓦式、异径管式止浆塞或水力膨胀式止浆塞进行止浆；若采用射孔注浆，可采用孔口止浆方式。（3）压水试验119 压水试验是利用注浆泵将水经过管路系统以一定的水压压入注浆区段。主要目的为：1）检查止浆管头并着重检查止浆塞的止浆效果。2）把未冲洗净、残留在孔底，或粘滞在孔壁上的杂物推挤到注浆范围以外，以提高浆液结石体的强度及抗渗性。3）根据测定的钻孔吸水量，核实土层的透水性，为确定注浆泵的泵量、泵压并决定单液浆或双液浆的起始浓度。4）根据压力、流量及压水段高综合分析岩层的水文地质特性（静水位、渗透系数、连通性和裂隙发育程度等）。对注浆过程中的压水试验，主要分析受注地层的裂隙、孔隙改变情况，进而分析注浆效果。在每次注浆前及注浆段注浆结束之后均应进行压水试验。进行压水试验时，流量由小逐渐加大，压力比预计的注浆终压高0.5MPa，保持稳定压力和流量的压水时间为10~20min。当钻孔最大吸水率大于0.5L/（min·m·m）时，宜采用单液水泥速凝浆液注浆。（三）注浆方式的选择（1）分段下行注浆方式该注浆工艺是自上而下依次分段进行注浆，钻一段孔，注一段浆，在同一段内先钻孔后注浆，每注完一段后继续下延钻孔与注浆，如此交替进行，直到设计的注浆深度。套管口在深90m处。钻孔先施工第一注浆段后进行注浆，注完此段后再施工下部第二注浆段，再注浆，其整个注浆过程为：施工第一注浆段——注浆——施工第二注浆段——依次进行，直到注完最底部一段，最后自下而上进行复注。由于在表土层中无法下止浆塞，故此种注浆方式只能采用在套管内下入止浆塞或在孔口加盖进行止浆。119 该方式的优点是不需要下花套管或射孔，如能将上一段注密实，则能有效地控制下段注浆时的浆液上冒。缺点是钻孔工作量大、交替作业周期长；不可避免地对90~250m范围内所有地层进行注浆，浆液消耗量大；由于是下行压入式裸孔注浆工艺，故对各段高的注浆，实际上是对套管以下整个裸孔的注浆，浆液从裸孔的上部向外扩散遇到的阻力要比下部小，易于从上部流走，故下行式注浆不能保证浆液有效地进行入目的层，从而会影响注浆的质量。（2）分段上行注浆方式该工艺先将钻孔施工至最下部的注浆段后，下入套管；在套管以下部分，进行短段裸孔注浆；自套管下口向上分段进行射孔（或在套管上预留注浆孔，或钻掉该段套管），利用形成的注浆通道进行定位注浆，直到注完最上部注浆段。分段上行式注浆的优点是重复钻进工作量小，能加快施工速度；能保证浆液进入目的注浆层位。缺点是浆液易于上冒，要求止浆方式可靠，若不采用花管则需要进行射孔，增加部分费用。（3）注浆方式的确定深厚表土中地面注浆加固含水层的的工程实践表明，分段下行式注浆不易保证浆液进入目标层位，因此本过程设计采用分段上行式注浆方案。（四）套管形式的选择采用分段上行式注浆，必须在表土层中下入套管。为保证注浆质量，建议采用花管作为注浆套管，若施工单位技术上有困难，则采用普通钢管为注浆套管，用射孔方式形成注浆通道。（五）注浆孔施工顺序在不同注浆孔注浆可导致井壁受力的不同，为改善井壁的受力状态，设计采用2~3台钻机进行跳孔顺序注浆，且采用两孔接近同层位间隔注浆。后期可根据井壁变形监测结果决定注浆顺序。这样做的优点有：1）按间隔孔分组交替施工的顺序，有利于合理使用注浆压力和浆液浓度。2）采用间隔孔交替施工，两已注孔中间的未注孔可兼作注浆质量中检孔和终检孔，能及时发现问题，修正注浆参数。（六）射孔设计119 射孔是通过聚能射孔器来完成的。利用电缆将射孔器下至孔内的工作段，采用与之配套的导爆索和电雷管引爆，使射孔弹同时定向爆破，穿透枪体和注浆管，进入地层。射孔深度、孔径与管材、岩性有关，一般入口孔径大，随后逐渐减小。对于钢材，入口孔径可在15mm以上，完全可以满足浆液通过的要求。射孔穿透深度一般为200~300mm。射出孔的孔径一般为8~12mm。本次注浆为增加浆液渗透通道，要求对注浆段进行全段高射孔，且射孔密度不小于7发/m。Φ127mm套管内下Φ73mm枪，枪长2m~4m。4.6.6注浆期间的监测监控注浆施工隐蔽性很强，加强对有关信息的收集与分析，是保证施工质量和工程安全的必要措施。（1）井壁变形与受力监测在注浆过程中，井壁因地层抬升可能被拉断；注浆压力过大可使井壁在环向受压而破坏。因此必须通过井壁安全监测系统监控井壁的变形和受力，并根据监测结果及时调整注浆参数、注浆施工的顺序，以保证井壁安全和受力均匀。设计利用在井深170m、190m、215m、240m和260m各布置一层的井壁受力监测水平（每层布置有4个测点，每测点布置2个传感器）所形成的监测系统实现加固工程期间井壁变形与受力的实时监测。（2）地面沉降观测地面不均匀变形可能使井塔和井架产生偏斜，从而可能影响提升系统的正常运转。另外，地面变形数据，能从另一侧面反映注浆的效果和井壁的受力情况，对指导注浆是有益的。因此，应建立固定的地表变形观测点，在注浆过程中及其以后的一段时间内定时进行井口附近地面变形的观测。（3）注浆压力、流量的记录注浆压力及流量是反映是否跑浆、分析注浆效果和调整浆液类型及其配比的重要依据之一。必须坚持对每孔、每段、每次注浆过程中的压力和流量进行详细记录。119 观测泵压和孔口注浆压力设计采用量程为6~10MPa的抗震压力表（如宝鸡仪表厂生产的YK-1型压力表）。一般每2~3分钟记录一次压力。同时应标明注浆孔号、段高号及注浆次数号。采用液面下降浮标指示器观测泵的进浆量。一般每2分钟记录一次。同时应标明注浆孔号、段高号及注浆次数号、浆液类型、配比、浓度。每次注浆结束时，应拆下压力表和指示器进行清洗，以延长其寿命和保证数据的准确性。（4）注浆效果的检测张双楼矿主井地面注浆的目的是为了加固土层，提高土层的承载力，减少地层下沉量，进而减小井筒外侧所受的竖直附加力，达到治理井壁破裂的目的。因此地面注浆效果将直接关系到井筒的安全，对注浆形成的帷幕进行检测（取芯检测和声波检测），可以了解井筒周围土层的加固情况，衡量地面注浆的效果，并为正确评价其设计和施工质量提供依据。4.6.7注浆工程实施注意要点要达到设计的注浆加固地层治理井壁破裂的效果，在注浆工程施工中必须注意：（1）精心组织，及时协调由矿方、设计、监理、井壁受力与应变监测单位和工程施工单位组成注浆工程领导小组，每周至少一次召开会议，组织、协调注浆过程，保证过程质量。（2）壁受力与应变监测结果及时动态调整注浆工艺注浆工程是地下隐蔽工程，存在许多不确定因素，在注浆过程中，领导小组应授权监测组及时按照监测结果动态调整优化注浆工艺、注浆参数和注浆材料。（3）理控制附加力的缓释量注浆加固应把主井井壁的应变平均缓释量控制在200~400me左右，将井壁的最大缓释应变控制在井壁竖向无拉应变的范围内，既保证井壁在施工过程中的安全，又能通过注浆最大限度地缓释井壁中的既有应力。119 （4）格控制注浆工艺、注浆参数和注浆材料应通过浆液的充填、挤压和加固作用，尽量提高地层的压缩模量和土层的强度，以抑制附加力的增长。因此，注浆压力、注浆材料配比、浆液浓度等都应设计或变更设计严格控制。（5）注意粘土层的吸浆效果一般认为，水泥浆液在粗砂颗粒以上的土层中可以很好地扩散。理论研究和工程实践结果表明，由于破坏井大多为冻结施工井筒，施工期间的冻结作用破坏了粘性土层的结构性，导致其孔隙比加大，甚至大于一般的砂层。在注浆过程中，应注意粘土，尤其对于铝质粘土可能具有很大的吸浆能力。（6）设法控制浆液扩散范围1）注浓浆。开始注浆时段，注入水灰比为0.6:1的浓水泥浆，且加入促凝剂；2）低压力注浆。各注浆段的初期注浆压力（按注浆孔孔口压力计）小于1MPa；3）扩大浆液与注浆孔的接触面积。与砂层对应的位置均下入带花孔的套管；采用射孔注浆时，沿注浆段高射出孔的密度不少于7个孔/米；4）采用定时、定量、间歇式注浆方式。每次注浆量少于20m3，待浆液初凝后再进行下一次注浆，时间间隔控制在10~16h；5）必要时注水泥速凝浆。（7）采用两孔接近同层位间隔注浆按间隔孔分组交替施工的顺序，有利于合理使用注浆压力和浆液浓度，有利于地表的均匀变形，有利于井壁的整体稳定；同时两已注孔中间的未注孔可兼作注浆质量中检孔和终检孔，及时发现问题，采取措施。（8）强注浆期间的监测119 及时监测水位、地表变形及井筒井壁变化情况，定时汇总和分析井壁应变、地表变形、水位变化及注浆量、注浆压力、注浆位置的关系，以优化注浆过程，确保注浆效果。4.6.8工程费用估算表4-24工程费用估算表序号项目单位数量单价估算投资(万元)1打注浆孔m30007402222注单液浆m382704854013钢管安装m25004001004　小计　　　7234.7三河尖煤矿刘庄区通风系统安全改造项目技术方案4.7.1三河尖煤矿刘庄区通风系统安全改造必要性三河尖煤矿是徐州矿务集团公司主力矿井之一，原设计井型为120万t/a，2005年核定生产能力为150万t/a，2004年实际生产原煤171.6万t，矿井主采煤层为山西组7煤、9煤和太原组21煤，煤质牌号为气肥煤，属低瓦斯矿井，煤层具有自然发火倾向性，发火期为3-6个月，开采过程中实际最短发火期为18天，煤尘有强烈爆炸危险性，爆炸指数为39％以上。矿井通风方式为中央分列式，通风方法为抽出式，主、副井进风，南风井回风。根据矿井开拓布置和生产接续安排，未来几年内，三河尖煤矿大部分采掘活动将集中到刘庄区（南翼），全矿井通风流程变长、井巷风阻值增大、矿井通风阻力相应增高，矿井最困难时期需风量时南翼区域按2个工作面、2个岩巷开拓掘进头、4个煤巷掘进头及7个峒室和6个其它地点配风共21处，经计算南翼最大用风量为7125m3/min，矿井其它采区按1个工作面、2个岩巷掘进头、2个煤巷掘进头及5个峒室和6个其它地点配风，其它地点共计所需风量为5500m3/min，则矿井最大需风量将达12625m3/min。按照目前矿井通风系统状况，在保证矿井困难时期需要风量12625m3/119 min的前提下，根据矿井通风系统运行状态进行模拟解网，如果不进行刘庄区通风系统安全改造，则通风阻力将达到6042.89Pa，则现运行风机无法满足南翼困难时期的通风要求，风机实际输出功率将达1271.525KW，按风机静效率70％计算，风机实际电耗为1816.464KW。这给安全生产带来较大困难，不利于安全生产。同时，针对三河尖煤矿自燃发火相对比较严重的特征，矿井在最困难时期通风总阻力不宜过大，因此必须一系列通风系统改造工程，以进一步降低矿井通风总阻力，减少采空区的漏风，防止煤炭自然发火，确保矿井安全生产、风量充足。4.7.2三河尖煤矿刘庄区通风系统安全改造技术方案根据三河尖煤矿开拓布置情况，结合矿井生产集中到南翼后，整个矿井产量仅靠三吨矿车拉煤，则运输能力无法满足要求，运输系统必须相应进行改造；以及三河尖煤矿为高地温矿井，南翼受地温影响尤其突出，矿井在采取降温措施后，将至少延接2趟供冷和回水管路，现-700西大巷断面尺寸无法满足大巷运输时的安全间距等实际状况，三河尖煤矿与中国矿业大学合作完成了《三河尖煤矿通风系统优化研究报告》，经论证并徐州矿务集团批准，刘庄区通风系统安全改造采用增补-700南翼进风大巷方案。施工南翼进风大巷后，矿井在通风最困难时期风机实际输出功率为1044.61KW，现运行风机基本能满足生产极限需风要求。4.7.3工程量及费用估算南翼进风大巷设计工程量2685m，断面积17.8m2，加上硐室总工程量为2900m，已施工1400m，剩余工程量1500m。表4-25工程量及费用估算序号项　　目工程特征描述单位数量单价(元)估算投资(万元)1南翼进风大巷S：17.8m2、锚喷支护m150075001125119 4.8徐州矿务集团公司主供电系统安全改造的技术方案徐州矿务集团有限公司主供电系统拥有110KV变电所1座、35KV变电所15座，肩负着向徐州矿务集团13对矿井供电的任务，主供电系统总装机容量200MVA，最大负荷120MW，年用电量8亿KW.h。近年来，徐州矿务集团加大科技投入力度，提高设备新度，使供电系统安全可靠性不断提高，主供电系统先后进行了变压器节能改造、中低压配电系统的断路器无油化改造等，建成了徐州矿务集团电力调度自动化系统，使供电系统的自动化技术水平得到提升，成效显著，但是与供电行业技术水平相比，在设备投入和系统整体安全可靠性方面仍存在较大差距，自动化技术的应用才刚刚开始，随着集团公司煤炭生产的发展，煤矿安全供电的可靠性尤为重要，针对集团公司主供电系统的薄弱环节，加强技术装备的改造、变电所综合自动化系统建设，实现主供电系统监测监控网络的联网运行。4.8.1三河尖煤矿35KV供电系统改造⑴项目说明三河尖35KV变电所始建于80年代中期，安装二台SF7-12500/35型主变压器，35千伏进线两回，35KV母线为单母线分段接线方式。6千伏进出线共36回，为单母线分段接线方式。35千伏配电设备为户外型设备户内布置(二路进线间隔仍为户外中型布置)。三河尖煤矿供电系统存在的主要问题：变电所35kV断路器为淘汰的SW2-35型少油断路器，由于长年未能进行正常的维护，断路器运行技术指标不能满足要求，且此类产品目前已不再生产，检修无备件；6kV系统进线总板和母线联络断路器为SN3-10型少油断路器，属早期淘汰产品，检修无备件，维护工作量大；控制保护系统老化，可靠性差，自动化程度低；35KV系统上级电源及线路供电可靠性差，近两年已造成该矿多次长时间停电事故，严重影响煤矿供电安全可靠性。鉴于以上问题，集团公司已将三河尖煤矿供电系统列为重大安全隐患，亟待解决。⑵方案选择119 方案一(新建35KV配电室和主控制室)：35KV系统实行异地改造。在现有35KV户外配电装置外侧新建35KV配电室和主控制室。新装JGN-35Z型交流户内固定式成套配电装置，二路35KV电源进线改为电缆进线；保护控制信号选用综合自动化装置，取消直降变，所用直流电源采用蓄电池直流电源系统；主变压器基础加高；6KV部分进线总板、联络板更新，26面出线分板更换弹簧机构，计量表计及保护更新改造为多功能表和综合自动化装置；架设光纤电缆，通过集团公司的公共光纤网将变电所的各种信号实现上传与电调联网，实现“三遥”功能。主控室加装消烟报警系统及视频系统。改造后的变电所基本具备无人值守条件，所外环境改造基本达到质量标准化要求。新建两条35KV电源线路，改变供电电源点，部分利用现有供电线路。方案二(异地新建35/6KV地面变电所)：实行异地新建35/6KV变电所。新增JGN-35Z型交流户内固定式成套配电装置，二路35KV电源进线改为电缆进线；保护控制信号选用综合自动化装置，取消直降变，所用直流电源采用蓄电池直流电源系统；主变压器基础加高；6KV系统采用XGN-10型高压开关柜，就地配置综合自动化装置；架设光纤电缆，通过集团公司的公共光纤网将变电所的各种信号实现上传与电调联网，实现“三遥”功能。主控室加装消烟报警系统及视频系统。改造后的变电所基本具备无人值守条件，所外环境相应改造达到质量标准化要求。新建两条35KV电源线路，改变供电电源点，部分利用现有供电线路。方案三(原地改造35KV配电装置和控制保护及信号系统)：119 35KV系统实行原地改造，将现有二套DW2-35G户外型多油35KV配电装置及三套SW2-35户外型多油35KV配电装置更换为ZW-35户外型真空断路器,新增4台GN2-35型隔离开关、2组母线电压互感器、2台线路电压互感器及12只氧化锌避雷器，更换后的上述35KV配电装置均安装在现有35KV配电室内；35KV电源进线终端塔移至变电所围墙内后直接引入穿墙套管，现有进线设备及构筑物拆除；主控制室新增保护控制综合自动化装置1套，取消现有保护控制系统；取消直降变，所用直流电源采用蓄电池直流电源系统；主变压器基础加高；6KV系统采用XGN-10型高压开关柜，就地配置综合自动化装置；架设光纤电缆，通过集团公司的公共光纤网将变电所的各种信号实现上传与电调联网，实现“三遥”功能。主控室加装消烟报警系统及视频系统。改造后的变电所基本具备无人值守条件。新建两条35KV电源线路，改变供电电源点，部分利用现有供电线路。经研究论证，认为方案三在技术上、经济上较为合理，满足安全改造的要求，体现了技术先进性。⑶投资估算本方案在原建筑物内就地改造，节省了土建投资，但改造施工难度较大。35kV配电设备更新为ZW-35型真空断路器，布置在建筑物的上层。6KV配电设备使用XGN-10型高压开关柜，布置在中层，与主控室同楼层。主控室取消现有保护控制系统，新安装综合自动化装置的35KV控制保护和通讯系统，6KV控制保护系统采用分散安装方式。表4-26投资估算表序号项目名称简要内容单位工程量资金(万元)备注135kV配电设备更新ZW-35开关、互感器、避雷器等台95526KV配电设备更新XGN-10开关柜台361103综合自动化系统套1804直流系统套1205网络及设计费用项1106照明、消防及视频项1207安装及材料费用项1408主变基础道路加高项115935KV及主控室局部改造项1510系统过渡费用项151135KV送电线路改造两回路，15km项1520合计880119 4.8.2垞城煤矿35KV变电所改造⑴项目说明垞城煤矿35KV变电所始建于70年代，35KV设备为室外布置，单母线分段接线方式，安装两台容量8000KVA变压器，两条电源线路来自垞城电厂。由于该变电所建设年代久远，虽逐年进行过小规模改造，但设备状况及控制保护技术水平仍很落后，存在的主要问题有：长年运行室外水泥构架风化严重，危及设备运行安全；现运行的35KV断路器为多油断路器，该变电所电源由原110KV柳新变电所改为垞城电厂后，35KV母线短路容量增大，致使35KV断路器开断容量偏小，影响设备运行安全；6KV系统设备老化严重，曾因出线电缆故障、保护拒动，造成长时间停电的严重事故，后虽对6KV系统配电装置进行了改造，但保护控制系统改造技术水平偏低；主控室房屋建筑开裂，保护控制系统老化；由于该变电所距离电厂太近，致使系统运行电压太高。鉴于以上问题，必须对其进行彻底改造。⑵方案选择方案一：室外布置就地改造。35KV设备仍采用室外布置，就地改造，重新布置室外母线构架，更新35KV断路器、互感器、避雷器，新增母联开关；35KV和6KV系统实现综合自动化；更新直流电源系统。方案二：35KV设备改为室内布置。淘汰室外设备，新建35KV高压室，使用JGN-35型高压开关柜；35KV和6KV系统实现综合自动化；更新直流电源系统。方案一施工难度较大，场地受限制，两方案的投资相当，方案二安装调试方便，新老系统接入难度小，综合考虑采用方案二。⑶投资估算119 本方案需新建35KV高压室，安装JGN-35高压开关柜8台，新装1台6KV高压开关柜，配30KVA干式变压器，作为直流系统专用电源，35KV和6KV系统实现综合自动化，35KV控制保护系统采用组屏方式，6KV控制保护系统采用分散方式，在原开关柜上进行改造，敷设光纤实现变电所远程通信；更新直流电源系统，采用双组电池、双充电机，保证直流系统供电可靠性；更新1台S9-8000/35/6主变压器，降低6KV系统运行电压。表4-27投资估算表序号项目名称简要内容单位工程量资金(万元)备注135KV开关柜JGN-35台86426KV开关柜GG1A-10，配30KVA干变台13.4直流系统用3直流屏GZDW套117.64综合自动化系统PDS-7000套1755安装调试项1406土建项1407网络与设计项1208主变压器更新台140合计3004.8.3110KV柳新区域变电所改造⑴项目说明110KV柳新变电所是徐州集团公司重要的区域变电所，肩负着向西部矿区供电的任务。该所始建于60年代中期，自70年代初该所曾进行过多次改扩建，现有安装为二台SFSLB-50000/110型变压器，容量50MVA，电压比110/±2×2.5%/38.5±5%/6.6，110KV进出线2回，35KV进出线11回，6KV进出线23回，全部为单母线分段接线方式。110KV及35KV配电设备均为户外中型布置，6KV配电装置为户内固定式GG-1A型高压开关柜双列布置。110KV断路器为SW3-110型少油断路器，6KV断路器为SN10-10型少油断路器，35KV断路器经改造已更新为ZW-35型真空断路器，所内其它设备大多为充油设备，直流操作电源为使用年限已久的隔镍电池组，其他二次设备均为传统的电磁式控制和保护装置，且设备及元件陈旧老化，不具备综合自动化管理功能。119 该所虽经多次改扩建，但限于资金等原因从未进行过大规模技术更新的改造，仅限于维持设备的安全运行，经过多年的运行，设备老化严重。110KV、6KV系统仍使用油断路器，均属淘汰产品，特别是110KV断路器已服役30年，设备严重老化，致使维护工作量和维护成本加大；6KV系统使用老式的GG-1A型高压开关柜，不具备完善的“五防”功能，不利于系统的安全运行；变电所控制系统、直流电源系统严重老化，每年都要更换大量的继电器，使维护成本逐年增加；运行管理技术落后，随着供电技术发展，传统的调度控制模式已被综合自动化技术所取代，与电力行业同类变电所，该所控制保护技术水平明显落后。因此，有必要对该所进行彻底的改造。⑵方案选择由于新建110KV变电所投资太大，且负荷转移困难，因此只能选择就地改造方式。在设备选型上，以实现设备无油化为原则，中低压配电系统断路器一般使用真空断路器，因此，35KV和6KV系统选用真空断路器，35KV系统断路器除出线总开关外前期已进行改造；110KV系统真空断路器尚无实用产品，要实现无油化，只能选用SF6断路器。为提高控制技术水平，采用综合自动化技术，并具备远程通信能力，实现柳新变电所与局电力调度室实时通信。⑶投资估算本方案将110KV断路器更新为SF6断路器5台，更新35KV出线总开关2台，更新6KV系统XGN-10型高压开关柜23面，更新低压开关柜5面，综合自动化系统35KV及110KV系统的控制、保护采用组屏安装方式，6KV系统控制保护装置采用分散安装方式，更新直流电源系统，更新电容式电压互感器1台，新装110KV进线避雷器6只。表4-28投资估算表序号项目名称简要内容单位工程量资金(万元)备注1110KV断路器更新SF6断路器台5132235KV断路器更新ZW-35真空断路器台214119 36KV开关柜更新XGN-10台23814低压开关柜更新GCS5台64.55直流系统更新套1226电容式电压互感器TYD110/3-0.01H台12.57110KV避雷器Y10W-100/260台6108综合自动化系统套1929110KV刀闸改造台122510土建室外土建及环境改造项115211室内照明视频监控及消防报警系统项16812安装调试项112013网络及设计费用项136合计7594.8.4义安35KV变电所改造⑴项目说明义安35KV变电所改造始建于80年代初，35KV系统为室外布置，35KV两路电源为环网结构，35KV母线为单母线分段接线方式，35KV断路器为DW8-35型多油断路器，其他设备均为充油设备。6KV系统119 配电装置为户内固定式GG-1A型高压开关柜双列布置，原使用SN10-10型少油断路器，现已更新为真空断路器，单母线分段接线方式。近年来徐州集团公司加大设备投入，以逐步将中低压系统油断路器更新为真空断路器，但该所35KV系统仍使用油断路器；保护控制系统使用传统电磁式控制系统，经多年运行各种继电器、二次回路老化严重，可靠性差。因此有必要进行改造，加大技术投入。⑵方案选择根据该所的实际情况，变电所土建部分不再做大的投入，仅进行设备更新，提高设备新度。对主控室的控制设备进行改造，提高自动化技术水平。⑶投资估算该方案更新35KV断路器5台，35KV电压互感器进行无油化改造，对35KV设备控制保护系统进行改造，部分实现综合自动化功能。表4-29投资估算表序号项目名称简要内容单位工程量资金(万元)备注135KV断路器更新ZW-35型台645235KV综合自动化套140335KV电压互感器无油化改造台654安装调试项130小计120119 5投资估算和资金筹措方案5.1投资估算徐州矿务集团有限公司2005年煤矿安全改造项目投资估算，是按照现行的投资估算管理办法、定额指标和取费标准及造价编制与管理办法进行估算的。根据安全改造项目各子项目的工程量，进行项目的投资估算。本次安全改造项目总投资估算为20488.7万元。详见煤矿安全改造项目投资估算表(附表4)、煤矿安全改造项目投资汇总表（附表5）。5.2资金筹措方案徐州矿务集团公司由于是一个有百年开采历史的矿区，资源接近枯竭，衰老矿井多，企业历史和社会包袱沉重，加之前几年煤炭市场的疲软，企业生产经营困难，安全投入明显不足，安全欠帐较多。认真落实党的“安全第一，预防为主”的方针，是全面贯彻“三个代表”思想的重要体现，徐州矿务集团公司将千方百计筹措资金，并依据国家有关政策，申请一部分国家补助投资。具体资金筹措方案为：申请国家补助投资6146.6(占总资金30%)及省级财政要安排配套资金4917.3(占总资金24%),自筹资金9424.8万元(占总资金46%)。119 附表1煤　矿　基　本　情　况　表企业名称:徐州矿务集团公司企业属性:省属地方企业及矿井名称企业所有制矿井核定能力核2004年2004年末保有储量矿井瓦斯涌出量矿井涌水量(m3/h)所有制证明生产能力定机关原煤产量地质储量可采储量矿井瓦绝对涌出量相对涌出量最大最小平均类型材料(万吨/年)及年度(万吨)(万吨)(万吨)斯等级m3/min(m3/t)一、合计国有独资　1295江苏省经贸委2003年　　　　　　1509.25111894.764036.1　　　1342982119245韩桥煤矿国有独资　5066.751152.8553.2低7.153.88942546825630权台煤矿国有独资　170182.654191.32294.0低6.301.771092896936旗山煤矿国有独资　170179.629020.05924.0低5.491.44369328336卧牛山煤矿国有独资　1515.44237.693.0低0.581.46738720724庞庄井国有独资　190214.077632.64492.7低15.763.841447286张小楼井国有独资　4552.038145.15717.9高11.328.90201718夹河煤矿国有独资　150159.5211257.56103.2低16.314.42127108112义安煤矿国有独资　5043.951547.3868.0高.突17.9914.06163120129垞城煤矿国有独资　6576.407087.74726.7低6.064.10110101103张集煤矿国有独资　9081.3312190.97483.3高.突15.929.76293259266三河尖煤矿国有独资　150171.6025449.011145.9低4.361.17109104105张双楼煤矿国有独资　150163.2723982.914634.2低8.462.69840804811119 附表2煤矿企业安全投入情况表企业名称:徐州矿务集团公司企业属性:省属地方年度原煤产量煤炭销售收入安全投入合计固定资产折旧(万元)维简资金(万元)利润(万元)国债支持资金(万吨)(万元)(万元)年未累计安全投入全年计提安全投入总额安全投入(万元)2000年　　21064.8464824.008659.972517.872517.8714471.86　9887.002001年1362.311974511545.24116121002.24543.00543.00-3734.76　　2002年1372.162244191414.30119531056.30358.00358.00-1872.04　　2003年1526.4428443010530.29122871401.29595.00595.00956.47　85342004年1633.63362182583.04112422163.59419.45419.455423.19　　2005年1509.254574924991.97177303036.55602.42602.4213699.00　1353　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　119 附表3国债支持安全改造项目完成情况表企业名称:徐州矿务集团公司企业属性:省属地方年　度项目总投资国债支持资金自有资金及其他国债支持项目主要内容(万元)(万元)(万元)计划实际完成计划实际完成计划实际完成主通风机更新瓦斯抽放系统监测监控系统防尘灭火系统矿井排水系统岩层水治理顶板监测系统支护工艺设备其他合　计2057917242.2298879003.38106928238.84夹河、三河尖、张小楼、张双楼、垞城5个矿通风系统改造张集、义安、夹河3个矿建立瓦斯抽放系统张集、义安、张小楼井夹河4矿(井)完善监测监控系统，权台、旗山、庞庄井、垞城、三河尖、张双楼6个矿（井）新建监测监控系统权台、旗山、三河尖建立移动注氮和束管监测系统，庞庄井建立束管监测系统东部矿区进行阻水帷幕注浆，张双楼-750建立扩排工程　　　三河尖矿建立防冲击地压和微震监测系统，集团公司及各矿建立安全调度指挥系统2000年　　　　　　　　　2001年　　　　　　　　　2002年　10028.31　3126.73　6901.58　　　2003年　4018.16　3314.54　703.62　　　2004年　3195.75　2562.11　633.64　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　119 附表4煤矿安全改造项目投资估算表企业名称:徐州矿务集团公司企业属性:省属地方项　　目设备规格型号及工程特征描述单位数量单价估算投资(万元)定额、指标编号合　　计　　　　20488.7　　一、徐州矿务集团公司　　　　20488.7　(一)义安煤矿　　　　5118.9　1、矿井通风系统　　　　1831.9　(l)主要设备(按名称分列)　　　　6.0　局部通风机FVD6/2×15台4100004.0询价局部通风机FVD6/2×5.5台2100002.0询价　　　　　　　(2)主要工程(按名称分列)　　　　1825.9　-770---990m东三采区专用回风道S：13.2m2、锚梁网索联合支护m280965001825.95583,6818,3461,辅1461　　　　　　　2、矿井瓦斯抽采系统　　　　551.1　(1)主要设备(按名称分列)　　　　530.1　抽放泵2BEL303-OBD3(L)G型水环真空泵台2630000126.0询价钻机MK-5S(4000N)台2548000109.6询价瓦斯抽放管路厚度16mm内径335mmPVC管路m3000640192.0询价瓦斯抽放管路φ225*13.5（纳米）m150045067.5询价辅件　套135000035.0询价(2)主要工程(按名称分列)　　　　21.0　瓦斯抽采系统安装　套1　21.01202023、安全监测监控系统　　　　　　119 (1)主要设备(按名称分列)　　　　　　(2)主要工程(按名称分列)　　　　　　4、矿井防尘灭火系统　　　　　　(1)主要设备(按名称分列)　　　　　　(2)主要工程(按名称分列)　　　　　　5、矿井提升运输系统　　　　1545.5　(1)主要设备(按名称分列)　　　　1545.5　隔爆型电机37-55KW台771000077.0询价潜水泵7．5KW台514000070.0询价矿车1T台4825300255.5询价隔爆蓄电池车机车5T台415000060.0询价人行车　台191000019.0询价隔爆充电机　台65000030.0询价调度绞车JD-11.4台301200036.0询价调度绞车JD-22台63000018.0询价提升容器双层双车台245000090.0询价防爆特殊型电瓶车CDXT-8台10200000200.0询价防爆充电机BSG-250/150-300台105000050.0询价强力皮带电机、电控更换防爆型电机、电控台11600000160.0询价千米皮带电机、电控更换SJ-250台12400000240.0询价防爆井口信号装置防爆型台313333340.0询价防爆绞车2M台12000000200.0询价119 (2)主要工程(按名称分列)　　　　　　　　　　　　　6、矿井供电系统　　　　770.5　(1)主要设备(按名称分列)　　　　770.5　磁力起动器QC83-80台78300023.4询价磁力起动器QC83-80N台36650023.4询价真空起动器QCZ83-120台56400022.4询价真空起动器QCZ83-225台30400012.0询价馈电开关DW80-350台714233.0询价馈电开关DW80-200台47980946.1询价组合电铃127V台93328030.5询价母线盒200A台19686717.0询价三通　台1642013.3询价三钮　台302670.8询价双钮　台96210.2询价信号照明综保KZXB-2.5台1030003.0询价电缆MYJV22-6/670mm2m4000158.7563.5煤材706250电缆MYJV22-6/650mm2m2500132.4133.1煤材706249防爆高压真空配电开关BGP23-6台7233000237.6询价隔爆干式变压器KBSG-315/6台2480000192.0询价隔爆干式变压器KBSG-500/6台310000030.0询价低压真空开关DWZ80-400台26800020.8询价119 台#DIV/0!询价检漏继电器JY82-2/3台830002.4询价低压防爆真空开关QBZ-300/1140台3200006.0询价(2)主要工程(按名称分列)　　　　　　7、矿井排水系统　　　　420.0　(1)主要设备(按名称分列)　　　　420.0　防爆水泵电机850KW台4300000120.0询价防爆水泵电机680KW台230000060.0询价防爆水泵启动柜配850KW电机台4400000160.0询价防爆水泵启动柜配680KW电机台240000080.0询价(2)主要工程(按名称分列)　　　　　　　　　　　　　(二)张集煤矿　　　　4603.4　1、矿井通风系统　　　　1213.5　(l)主要设备(按名称分列)　　　　　　(2)主要工程(按名称分列)　　　　1213.5　东三采区专用回风道S：9.36m2、煤巷，锚喷支护m65040002605517，6818，3461，辅2000中央采区专用回风道S：12.38m2、岩巷，锚喷支护m11705500643.55559，6818，3461，辅1461西三采区变电所专用回风道S：9.78m2、岩巷，锚喷支护m1105000555523，6818，3461，辅0218东二采区变电所专用回风道S：9.78m2、岩巷，锚喷支护m1105000555523，6818，3461，辅0218东三采区变电所专用回风道S：9.78m2、岩巷，锚喷支护m1005000505523，6818，3461，辅0218西翼充电硐室及专用风道S：9.78m2、岩巷，锚喷支护m30050001505523，6818，3461，辅0218　　　　　　　119 2、矿井瓦斯抽采系统　　　　772.7　(1)主要设备(按名称分列)　　　　743.3　抽放泵2BE1-335台223400046.8询价抽放管路（纳米）φ225*13.5m150045067.5询价抽放管路（纳米）φ335*16m2000650130.0询价钻机MK-5S(4000N)台5548000274.0询价压风管路φ180*6m4000250100.0询价压风空压机16m3台5250000125.0询价(2)主要工程(按名称分列)　　　　　　瓦斯抽采系统安装　套1　29.4120202　　　　　　　3、安全监测监控系统　　　　406.0　(1)主要设备(按名称分列)　　　　406.0　软件升级改造　项120000020.0询价KFD-3(分站)　台101500015.0询价KDD-2高压远程断电器　台1050005.0询价监控通讯电缆　米100001010.0询价抽放监控系统　套213000026.0询价微震定位系统SYLOK套12000000200.0询价电磁辐射仪KBD5台215000030.0询价顶板预裂仪ZSM-250.套180000080.0询价便携式地音仪SAK-(III)台210000020.0询价119 (2)主要工程(按名称分列)　　　　　　　　　　　　　4、矿井防尘灭火系统　　　　435.0　(1)主要设备(按名称分列)　　　　300.0　井下移动式膜分离制氮装置JXZD—600套12900000290.0　移动注浆泵2TGZ-60/210台42500010.0　(2)主要工程(按名称分列)　　　　135.0　防尘管路159*6m650010065.0　法兰盘　只160020032.0　变径三通　只1502003.0　螺栓、螺母等配件　项1　5.0　管路安装　　　　30.0140517　　　　　　　5、矿井提升运输系统　　　　212.4　(1)主要设备(按名称分列)　　　　212.4　电机车CDXT2J-12台6310000186.0询价充电机BSC1-150/300台64400026.4询价(2)主要工程(按名称分列)　　　　　　　　　　　　　6、矿井供电系统　　　　1563.8　(1)主要设备(按名称分列)　　　　1326.0　高压开关柜PBG23-6块3234000108.8询价119 低压开关板BKD21块251866846.7询价高压选漏保护　套1150001.5询价干式变压器KBSG-315/6台48700034.8询价井下采区场所控制配套设备可视化　套6250000150.0询价低压选漏保护　套3541143144.0询价新副井数控改造　套11200000120.0询价水泵电机YBKS4005-4台516000080.0询价水泵电机YBKS5004-4台330000090.0询价矿用高压启动器QBG-6台84150033.2询价防爆电抗器BQKSQ-1500-450/6台39000027.0询价矿用隔爆高压开关PBG23-6台73400023.8询价低压馈电开关BKD21台151870028.1询价矿用干式变压器KBSG-500/6台48700034.8询价场所控制配套设施　套120000020.0询价新主下口控制系统PXK-2套110000010.0询价称重装置　套110000010.0询价新副下口信号、控制板及超车系统PXK-2套115000015.0询价整流变压器　台136000036.0询价负700东三皮带控制系统PROMOS　　　32.0询价负700东三地区通讯系统　　　　30.0询价矿用隔爆高压开关PBG23-6台12#VALUE!40.8询价低压馈电开关BKD21台301886756.6询价矿用干式变压器KBSG-500/6台98000072.0询价119 场所控制配套设施　套125000025.0询价高压电缆　m20008016.0询价移动变压器高低压改造BXBD-800/1140(660)台85000040.0询价(2)主要工程(按名称分列)　　　　237.7　安装工程　　　　237.7110178　　　　　　　(三)庞庄煤矿张小楼井　　　　3649.3　1、矿井通风系统　　　　1097.0　(l)主要设备(按名称分列)　　　　　　(2)主要工程(按名称分列)　　　　1097.0　-1025夏西一回风上山（修复）S：10m2、岩巷，锚喷支护m50040002003881，6818，3461，辅1550-1025西一上山采区补掘进料巷道S：12m2、岩巷，锚喷支护m30065001955523，6818，3461，辅1640-1025西一下山采区回风回风石门S：12m2、岩巷，锚喷支护m18065001175523，6818，3461，辅1640-1166水仓泵房回风道S：12m2、岩巷，锚喷支护m150650097.55523，6818，3461，辅2018西一采区变电所回风道S：12m2、岩巷，锚喷支护m150650097.55523，6818，3461，辅2018-1025西一下山采区专用回风道S：12m2、岩巷，锚喷支护m60065003905523，6818，3461，辅1640　　　　　　　2、矿井瓦斯抽采系统　　　　692.8　(1)主要设备(按名称分列)　　　　666.4　瓦斯抽放泵(流量40m3/min电机75KW)2BE1253－0型台225000050.0询价监测监控分站KJ2007G1台665003.9询价监测传感器KG9001B台1426003.6询价119 监测传感器（管道式）　台430001.2询价主干管路（纳米）8寸（225*13.5）m136045061.2询价支管（纳米）6寸（180*6）m200025050.0　钻机MK-5S(4000N)台5548000274.0询价压风管路6寸（180*6）m250025062.5询价压风空压机16m3台5250000125.0询价其它辅件　套135000035.0　(2)主要工程(按名称分列)　　　　　　瓦斯抽采系统安装　套1　26.4120202　　　　　　　3、安全监测监控系统　　　　　　(1)主要设备(按名称分列)　　　　　　(2)主要工程(按名称分列)　　　　　　4、矿井防尘灭火系统　　　　　　(1)主要设备(按名称分列)　　　　　　(2)主要工程(按名称分列)　　　　　　　　　　　　　5、矿井提升运输系统　　　　691.3　(1)主要设备(按名称分列)　　　　415.0　a张小楼井主井提升电控系统　　　　250.0　主整流变压器2000KVA台240000080.0询价全数字调节整流柜1500A6RA70台420000080.0询价119 全数字励磁柜（400A）A6RA70台120000020.0询价控制柜S7-300PLC台220000040.0询价电源配电柜　台120000020.0询价大容量主回路电抗器　台2250005.0询价操作台　台1500005.0询价b张小楼井副井提升电控系统　　　　165.0　全数字调节整流柜1500A6RA70台420000080.0询价全数字励磁柜A6RA70台120000020.0询价控制柜S7-300PLC台220000040.0询价电源配电柜　台120000020.0询价操作台　台1500005.0询价(2)主要工程(按名称分列)　　　　276.3　张小楼井主井提升电控系统安装　　　　76.8050506张小楼井副井提升电控系统安装　　　　50.7050506大巷钢轨铺设30kg/mm9300160148.86406,辅3136　　　　　　　6、矿井供电系统　　　　1105.9　(1)主要设备(按名称分列)　　　　937.8　干式隔爆型变压器KBSG-500/6台4080000320.0询价矿用隔爆型高压开关BGP23-6台15030000450.0询价交联聚乙稀电缆电缆MYJV22（3*70）m11700120140.4询价交联聚乙稀粗钢丝外护套电缆MYJV-42（3*120）m114024027.4询价119 (2)主要工程(按名称分列)　　　　168.1　供电系统安装　　　　168.1110178　　　　　　　7、排水系统　　　　62.3　(1)主要设备(按名称分列)　　　　60.0　水泵200D65*8台320000060.0询价(2)主要工程(按名称分列)　　　　2.3　水泵安装　　　　2.3060128　　　　　　　(四)夹河煤矿　　　　2820.1　1、矿井通风系统　　　　1569.0　(l)主要设备(按名称分列)　　　　　　(2)主要工程(按名称分列)　　　　1569.0　-800西一二层皮带上山（扩巷）S：10m2、岩巷，锚喷支护m7504500337.55523，6818，3461，辅0314西一九煤材料斜巷（扩巷）S：10m2、岩巷，锚喷支护m42045001895523，6818，3461，辅0314二煤专用回风道S：13m2、岩巷，锚喷支护m70070004905547，6818，3461，辅1461回风联络巷S：12m2、岩巷，锚喷支护m1206500785523，6818，3461，辅1461七、九煤专用回风巷S：12m2、岩巷，锚喷支护m7306500474.55523，6818，3461，辅1461　　　　　　　2、矿井瓦斯抽采系统　　　　688.8　(1)主要设备(按名称分列)　　　　622.2　抽放泵　台2500000100.0询价119 抽放管路（纳米）ø300mmm1925650125.1询价抽放管路（纳米）ø250mmm3520450158.4询价附属装置　1套　20.0询价更新管路及延长300mmm4860450218.7询价　　　　　　　(2)主要工程(按名称分列)　　　　66.6　泵站硐室S：14m2、岩巷，锚喷支护m60700042.05547，6818，3461，辅1461瓦斯抽采系统安装　套1　24.61202023、排水系统　　　　　　(1)主要设备(按名称分列)　　　　　　(2)主要工程(按名称分列)　　　　　　4、矿井防尘灭火系统　　　　　　(1)主要设备(按名称分列)　　　　　　(2)主要工程(按名称分列)　　　　　　　　　　　　　5、矿井提升运输系统　　　　320.0　(1)主要设备(按名称分列)　　　　　　非阻燃强力胶带STS-2000m32001000320.0询价(2)主要工程(按名称分列)　　　　　　　　　　　　　6、矿井供电系统　　　　242.3　(1)主要设备(按名称分列)　　　　210.0　119 干式隔爆型变压器KBSG-315/6台3070000210.0询价(2)主要工程(按名称分列)　　　　　　变压器安装　　　　32.3110130　　　　　　　(五)垞城煤矿　　　　390　1、矿井通风系统　　　　　　(l)主要设备(按名称分列)　　　　　　(2)主要工程(按名称分列)　　　　　　2、矿井瓦斯抽采系统　　　　　　(1)主要设备(按名称分列)　　　　　　(2)主要工程(按名称分列)　　　　　　3、安全监测监控系统　　　　　　(1)主要设备(按名称分列)　　　　　　(2)主要工程(按名称分列)　　　　　　4、矿井防尘灭火系统　　　　　　(1)主要设备(按名称分列)　　　　　　(2)主要工程(按名称分列)　　　　　　5、矿井提升运输系统　　　　390　(1)主要设备(按名称分列)　　　　220　主电机YR5603-8-1000台2　60询价减速器XL-30、速比16台2　90询价电控系统PLC控制高压换向更换套1　70询价119 (2)主要工程(按名称分列)　　　　170　设备安装　项1　80050502050505井架受煤口改造　项1　20090125罐道钢丝绳改造更换8根钢丝绳及张紧方式项1　700107016、矿井供电系统　　　　　　(1)主要设备(按名称分列)　　　　　　(2)主要工程(按名称分列)　　　　　　　　　　　　　(六)张双楼煤矿　　　　723　1、矿井通风系统　　　　　　(l)主要设备(按名称分列)　　　　　　(2)主要工程(按名称分列)　　　　　　2、矿井瓦斯抽采系统　　　　　　(1)主要设备(按名称分列)　　　　　　(2)主要工程(按名称分列)　　　　　　3、安全监测监控系统　　　　　　(1)主要设备(按名称分列)　　　　　　(2)主要工程(按名称分列)　　　　　　4、矿井防尘灭火系统　　　　　　(1)主要设备(按名称分列)　　　　　　(2)主要工程(按名称分列)　　　　　　5、矿井提升运输系统　　　　723　119 (1)主要设备(按名称分列)　　　　　(2)主要工程(按名称分列)　　　　723　主井提升系统修复工程打注浆孔m300074022230001，30002，3046　注单液浆m3827048540130080　钢管安装m250040010030115，30116，301246、矿井供电系统　　　　　　(1)主要设备(按名称分列)　　　　　　(2)主要工程(按名称分列)　　　　　　　　　　　　　(七)三河尖煤矿　　　　1125　1、矿井通风系统　　　　1125　(l)主要设备(按名称分列)　　　　　　(2)主要工程(按名称分列)　　　　　　　　　　　　　-700南翼进风大巷S：17.8m2、岩巷，锚喷支护m1500750011255619，6818，3461，辅14622、矿井瓦斯抽采系统　　　　　　(1)主要设备(按名称分列)　　　　　　(2)主要工程(按名称分列)　　　　　　3、安全监测监控系统　　　　　　(1)主要设备(按名称分列)　　　　　　(2)主要工程(按名称分列)　　　　　　4、矿井防尘灭火系统　　　　　　(1)主要设备(按名称分列)　　　　　　119 (2)主要工程(按名称分列)　　　　　　5、矿井提升运输系统　　　　　　(1)主要设备(按名称分列)　　　　　　(2)主要工程(按名称分列)　　　　　　6、矿井供电系统　　　　　　(1)主要设备(按名称分列)　　　　　　(2)主要工程(按名称分列)　　　　　　　　　　　　（八）徐州矿务集团公司主供电系统安全改造　　　　2059　(一)三河尖煤矿35KV供电系统改造　　　　880　(1)主要设备(按名称分列)　　　　295　35kV配电设备更新ZW-35开关、互感器、避雷器等台9　55询价6KV配电设备更新XGN-10开关柜台36　110询价综合自动化系统　套1　80询价直流系统　套1　20询价网络及设计费用　项1　10询价照明、消防及视频　项1　20询价(2)主要工程(按名称分列)　　　　585　安装及材料费用　项1　40110175主变基础道路加高　项1　15　35KV及主控室局部改造　项1　5　系统过渡费用　项1　5　119 35KV送电线路改造两回路，15km项1　520110420(二)垞城煤矿35KV变电所改造　　　　300　(1)主要设备(按名称分列)　　　　220　35KV开关柜JGN-35台8　64询价6KV开关柜GG1A-10，配30KVA干变台1　3.4询价直流屏GZDW套1　17.6询价综合自动化系统PDS-7000套1　75询价网络与设计　项1　20询价主变压器更新　台1　40询价(2)主要工程(按名称分列)　　　　80　安装调试　项1　40110175土建　项1　40　　　　　　　　(三)110KV柳新区域变电所改造　　　　759　(1)主要设备(按名称分列)　　　　487　110KV断路器更新SF6断路器台5　132询价35KV断路器更新ZW-35真空断路器台2　14询价6KV开关柜更新XGN-10台23　81询价低压开关柜更新GCS5台6　4.5询价直流系统更新　套1　22询价电容式电压互感器TYD110/3-0.01H台1　2.5询价110KV避雷器Y10W-100/260台6　10询价119 综合自动化系统　套1　92询价110KV刀闸改造　台12　25询价室内照明视频监控及消防报警系统　项1　68询价网络及设计费用　项1　36询价(2)主要工程(按名称分列)　　　　272　安装调试　项1　120110174土建　项1　152　　　　　　　　(四)义安煤矿35KV变电所改造　　　　120　(1)主要设备(按名称分列)　　　　90　35KV断路器更新ZW-35型台64545询价35KV综合自动化　套14040询价35KV电压互感器无油化改造台655询价(2)主要工程(按名称分列)　　　　30　安装调试　项1　30110175119 附表5煤矿安全改造项目投资汇总表企业名称:徐州矿务集团公司企业属性:省属地方项　　目安全技术改造项目工程内容总投资设备采购工程施工(万元)台(套)数费用(万元)工程量单位费用(万元)合　　计　　　　　　　一、徐州矿务集团公司　20488.7　10803.2　　　9685.5　　　(一)义安煤矿　5118.9　3272.1　　　1846.8　　1、矿井通风系统增补回风道1831.926.02809m1825.9　2、矿井瓦斯抽采系统矿井瓦斯抽采系统改造551.15530.11项21.0　3、安全监测监控系统　　　　　　　　4、矿井防尘灭火系统　　　　　　　　5、矿井提升运输系统更换不符合现《规程》的设备1545.56571545.5　　　　6、矿井供电系统更换不符合现《规程》的设备770.51037770.5　　　7、矿井排水系统更换不符合现《规程》的设备420.012420.0　　　　　　　　　　　　(二)张集煤矿　4603.4　2987.7　　　1615.7　　1、矿井通风系统增补回风道1213.5　　2240m1213.5　2、矿井瓦斯抽采系统矿井瓦斯抽采系统改造772.712743.31项29.4　3、安全监测监控系统监测监控系统升级，建立采掘头面防治煤与瓦斯突出监控系统406.029406.0　　　　4、矿井防尘灭火系统矿井防尘灭火系统改造435.05300.01项135.0　5、矿井提升运输系统更换不符合现《规程》的设备212.412212.4　　　　6、矿井供电系统更换不符合现《规程》的设备1563.82021326.01项237.7　　　　　　　　　　　　　　　　　(三)庞庄煤矿张小楼井　3649.3　　2079.2　　1570.1　119 　1、矿井通风系统增补回风道1097.0　　1880m1097.0　2、矿井瓦斯抽采系统建立矿井瓦斯抽采系统692.838666.41项26.4　3、安全监测监控系统　　　　　　　　4、矿井防尘灭火系统　　　　　　　　5、矿井提升运输系统主副井电控系统改造等691.322415.03项276.3　6、矿井供电系统更换不符合现《规程》的设备1105.9190937.81项168.17、矿井排水系统更换不符合现《规程》的设备62.3360.01项2.3　　　　　　　　　(四)夹河煤矿　2820.1　1152.2　　　1667.9　　1、矿井通风系统增补回风道1569.0　　2720m1569.0　2、矿井瓦斯抽采系统建立矿井瓦斯抽采系统688.83622.242m66.6　3、安全监测监控系统　　　　　　　　4、矿井防尘灭火系统　　　　　　　　5、矿井提升运输系统更换非阻燃强力胶带320.0　320.0　　　　6、矿井供电系统更换井下油浸变压器242.330210.01项32.3　　　　　　　　　(五)垞城煤矿　390.0　　220.0　　170.0　　1、矿井通风系统　　　　　　　　2、矿井瓦斯抽采系统　　　　　　　　3、安全监测监控系统　　　　　　　　4、矿井防尘灭火系统　　　　　　　　5、矿井提升运输系统主井提升系统安全改造390.04220.03项170.0119 　6、矿井供电系统　　　　　　　　　　　　　　　　(六)张双楼煤矿　723.0　　　　723.0　　1、矿井通风系统　　　　　　　　2、矿井瓦斯抽采系统　　　　　　　　3、安全监测监控系统　　　　　　　　4、矿井防尘灭火系统　　　　　　　　5、矿井提升运输系统主井提升系统安全改造723.0　　3项723.0　6、矿井供电系统　　　　　　　　　　　　　　　　(七)三河尖煤矿　1125.0　　　　1125.0　　1、矿井通风系统增补-700南翼进风大巷1125.0　　1500m1125.0　2、矿井瓦斯抽采系统　　　　　　　　3、安全监测监控系统　　　　　　　　4、矿井防尘灭火系统　　　　　　　　5、矿井提升运输系统　　　　　　　　6、矿井供电系统　　　　　　　　　　　　　　　(八)徐州矿务集团公司主供电系统安全改造三河尖35KV供电系统、垞城35KV变电所、110KV柳新区域变电所、义安35KV变电所改造2059.01341092.010项967.0119'