【正文】 與原設計不一致，另新增永久避難硐室工程，變更后主要硐室的相關參數如下：變更后井底車場及井下主要硐室工程量表序號巷道及硐室名稱煤巖類別支護方式巷道長度（m）掘進體積（m3）備注1井底乘車、等候硐室半煤巖錨網噴514利用3聯絡巷擴幫起底改造2主水泵房半煤巖/巖混凝土澆筑/錨網噴含主硐室、通道、配水巷、配水井、吸水井、壁龕 3主副水倉巖/半煤巖錨網噴含水倉倉體、斜巷、通道、聯絡巷4管子道半煤巖/巖料石砌碹/工字鋼棚澆筑因該處埋深淺，管子道開口在副斜井井口以里2m處，進行空區(qū)處理，加強支護5輔助車場半煤巖錨網噴141采區(qū)膠輪車車場6中央變電所半煤巖/巖錨網噴主硐室和運輸通道為半煤巖巷，回風通道70m為頂板巖巷7采區(qū)水泵房半煤巖/巖混凝土澆筑/錨網噴含主硐室、通道、 配水巷、配水井、吸水井、壁龕8采區(qū)主副水倉半煤巖/巖錨網噴/工字鋼棚澆筑含水倉倉體、斜巷、通道、聯絡巷、采用架設工字鋼棚整體澆筑補強支護9避難硐室半煤巖錨網噴635政策性新增10消防材料庫半煤巖錨網噴11信號、調度硐室半煤巖錨網噴6512醫(yī)療急救硐室半煤巖錨網噴6513小計（三）巷道斷面和支護形式原設計井下主要巷道其中：井底車場：沿15號煤層頂板掘進，錨噴支護，支護參數為：選用螺紋鋼錨桿，規(guī)格為φ182000mm，三花布置，間排距為15001500mm，鋪設6060mm間距矩形金屬網，打錨索補強，排距為3000mm。集中輔助運輸巷坡度為3176。其它巷道和硐室也均為矩形斷面，支護形式為錨噴。支護參數為：頂錨桿選用ф222000mm高強度螺紋鋼錨桿，間、排距10001000mm；幫錨桿選用ф182400mm高強度螺紋鋼錨桿，間、排距9001000mm；鋪設6060mm間距矩形金屬網，5300mm型錨索補強，間排距為27002000mm。變更后主要巷道斷面特征詳見斷面圖冊。變更后礦井移交生產時，井巷工程總長度6746m，掘進總體積99017m3， m3。工作面最小控頂距：4137+300=4437mm，最大控頂距：4137+300+5037=5790mm。；配用電機：15kW；外形尺寸（長寬高）：20409461045mm；凈重：1723kg。 （二）綜掘設備根據采煤工作面年推進度，本著以保證礦井正常生產時合理的采掘關系為原則，礦井移交生產時，布置兩個綜掘來滿足采掘銜接。Nd．按風速進行驗算a）驗算最小風量b）驗算最大風量式中：——采煤工作面最大控頂有效斷面積，m2；——采煤工作面最大控頂距，m；——采煤工作面實際采高，m；——采煤工作面最小控頂有效斷面積，m2；——采煤工作面最小控頂距，m；——采煤工作面允許的最小風速，m/s；70%——有效通風斷面系數；——采煤工作面允許的最大風速，m/s。d．按風速進行驗算a）驗算最小風量b）驗算最大風量式中：——掘進工作面巷道的凈斷面積， m2。礦井中央并列式通風方式，由主斜井、副斜井進風，回風立井回風。）FBCDZ8№19B容易時期57557646困難時期136058830176。礦井監(jiān)測監(jiān)控系統礦井設計安裝有KJ90NA礦井安全監(jiān)控系統，該煤礦安全監(jiān)控系統由地面安全監(jiān)控中心站、現場數據采集分站、安全生產參數傳感器、執(zhí)行器以及信息傳輸介質、網絡通訊接口等組成。在新建永久避難硐室內增設監(jiān)控分站，其余部分不做變更。在礦井各個人員出入井口、重點區(qū)域[采區(qū)、回采工作面、掘進工作面、井底車場、中央（采區(qū)）變電所、井下水倉、水平最高點等地點]出/入口、避難硐室出入口處及內部、限制區(qū)域、巷道分支處等地點設置位置監(jiān)測分站（讀卡器）。在距采掘工作面25~40m的巷道內、爆破地點、撤離人員與警戒人員所在位置、長距離的掘進巷道中設置壓風自救裝置，壓風自救裝置設置組數應能滿足上述地點全部工作人員自救用風要求。壓風自救裝置工作時的噪聲應小于85dB。敷設方式采用沿建筑物外墻掛設。井下與地面可以互相通話。井下緊急避險系統礦方委托晉城煤炭規(guī)劃設計院進行緊急避險系統專項設計，驗收時期設計在輔運車場和膠帶大巷之間掘一永久避難硐室，設計硐室避險人數為80人；在首采工作面兩順槽中部各設置一臨時避難硐室，設計避險人數為共30人；其外要求在距永久避難硐室超出1000m作業(yè)地點的采掘工作面布置臨時避難硐室，滿足首采采區(qū)的避災需求；在后期二采區(qū)的中部另布置采區(qū)臨時避難硐室。人員定位系統利用礦井現有的井下人員定位系統，在避難硐室設置一臺人員定位系統基站，在避難硐室入、出口處設置人員定位識別器。利用礦井現有的調度電話通訊系統及移動電話系統，在各避難硐室的兩側過渡室（硐室入口處）和生存室（硐室內部）分別安設直通礦調度室的直通電話。平均5176。確定其它參數（1）查資料，ST/S1250型鋼絲繩芯輸送帶單位長度重量為；（2）每米膠帶上原煤的重量q：（3）上部托輥組選用φ=133mm托輥，間距，查表得，轉動部分的重量為；（4）下部托輥組選用φ=133mm托輥，間距，查表得，轉動部分的重量為；（5）托輥的阻力系數；（6）雙滾筒電機驅動，膠帶在驅動滾筒上的圍抱角。根據計算，選擇兩臺YBPT280M4型變頻防爆電機，功率90kW2，滿足要求。平均5176。（8）逆止器選型：帶式輸送機傳動滾筒的逆止力=作用于傳動滾筒的逆止力矩逆止器安裝于低速軸上，考慮工況系數K2=2后。故， ③附加特種阻力本帶式輸送機不配置犁式卸料器，故Fp=0式中：A——清掃器和輸送帶接觸面積，； P——清掃器和輸送帶間的壓力，取6104N/m2； μ3——清掃器和輸送帶間的摩擦系數。；（3）松散原煤容重：，粒度：，松散原煤動堆積角：；（4）工作環(huán)境：礦井井筒內潮濕有塵埃；（5）機頭設彈簧清掃器，尾部設空帶清掃器；（6）井下無煤倉，每天提升時間與采煤機一致。其中礦用隔爆型真空電磁起動器：輸入為AC660V，輸出為AC660V，相當于動力總開關，必要時可以通過真空電磁起動器的控制通、斷電，對設備進行保護（短路、過載、漏電閉鎖）和維修；照明信號綜合保護裝置：輸入為AC660V，輸出為127V，相當于AC127V的供電開關，并對AC127V線路進行漏電保護、短路保護、過載保護、信號保護；礦用隔爆型備用電源箱和礦用隔爆兼本質安全型直流穩(wěn)壓電源箱：日常為監(jiān)測系統分站和傳感器提供電源，應急時為監(jiān)控系統分站、傳感器提供后備電源（不小于96h）；礦用隔爆兼本質安全型LED照明燈：以LED冷光源大功率發(fā)光元件作為光源，能夠為避難所提供高效、低功耗、高壽命、安全的日常照明；熒光棒：能夠為避難硐室提供安全、可靠的應急照明。供水管路除作為井下供水系統外，還作為災變后備用排氣管。接入情況如下：監(jiān)測監(jiān)控系統礦井安全監(jiān)測監(jiān)控系統應對避難硐室內、外的CHCO、OCO2等環(huán)境參數進行實時監(jiān)測。在地面辦公樓調度中心設綜合接入和基站控制器設備，地面設基站一臺；井下直巷且巷道全程截面不小于7m2，手持移動電話與基站語音通信的距離不小于100m；井下直巷且巷道全程截面不小于13m2，手持移動電話與基站語音通信的距離不小于300m；每個井下基站可以支持的同時通話的無限終端數應不小于12部。發(fā)生險情時，能及時同時井下人員撤離。發(fā)生災情時需要對用水進行切換，將井下防塵水源與地面生活水源進行切換，具體做法：關閉地面的井下靜壓灑水池的出水管，打開地面供水水池的給水管，即將井下消防灑水供水水源轉換為生活水源，切換閥門設置在井口房內或其他容易操作的地點。（3）壓風管路敷設在主送氣管路中要裝集水放水器，在供氣管道進入自救裝置連接處，要加裝開關和汽水分離器。壓風自救系統（1）系統概述礦井工業(yè)場地內設空壓機房，安裝EAS300型固定風冷單螺桿壓縮機2臺，額定排氣量40m3/min，配用電機功率250kW，電壓10kV。（1）系統概述按照《煤礦井下作業(yè)人員管理系統使用規(guī)范》（AQ10482007）的要求， 礦井設計裝備KJ251（A）型井下作業(yè)人員管理定位系統，對下井人員進行考勤，并對井下人員進行實時跟蹤定位。在中央變電所、采掘工作面等處設置分站，分站所帶各類傳感器包括：甲烷、一氧化碳、二氧化碳、溫度、風速、負壓、氧氣、開停、饋電、風筒、風門、煙霧等。在風機擴散塔和變接頭之間安裝消音裝置，使通風設備的噪聲符合“工業(yè)企業(yè)廠界噪聲標準”GB12348的有關規(guī)定。Δh ＝ 196 Pa hZ ——礦井自然風壓。則：Qra=（＋＋2＋636＋）==，取54m3/s。b．按局部通風機實際吸風量計算式中：——局部通風機實際吸風量；選用FBD№11局部通風機（局部通風機風量取最大吸風量的350m3/min）。b．按瓦斯涌出量計算式中：——采煤工作面回風巷風流中平均瓦斯涌出量，m3/min；179。原設計總需風量分配到井下各用風地點，具體配風量分配如下：井下用風地點配風標準（m3/s）數目（個）合計（m3/s）備注回采工作面110備用工作面15掘進工作面18掘進工作面18主變電所212采區(qū)水泵房212后期采區(qū)變電所212其它3845②。工作面順槽超前支護采用DZ25－25/，支護距離不少于20m。項目單位數值公稱壓力MPa10公稱流量L/min315電機功率kW75（6）乳化液泵變更原設計選用BRW200/，兩泵一箱，其主要技術參數見下表。并結合鉆孔揭露底板標高，按13176。根據現場施工及取芯顯示，經多方論證研究，考慮斷層周圍頂板巖層強度低、自穩(wěn)能力差，節(jié)理裂隙發(fā)育，在采掘過程中易發(fā)生頂板事故，可避讓該斷層進行開切眼。支護參數為：頂錨桿選用ф222000mm高強度螺紋鋼錨桿，間、排距10001000mm；幫錨桿選用ф182400mm高強度螺紋鋼錨桿，間、排距9001000mm；鋪設6060mm間距矩形金屬網，5300mm型錨索補強，間排距為27002000mm。支護參數為：頂錨桿選用ф222000mm高強度螺紋鋼錨桿，間、排距900900mm；幫錨桿選用ф182400mm高強度螺紋鋼錨桿，間、排距900900mm；鋪設6060mm間距矩形金屬網，5300mm型錨索補強，間排距為13501800mm。左右，鋪設30kg/m鋼軌。膠帶大巷2176。51′17″井筒傾角（度）15990井筒垂深、斜長（m）井筒寬度（m）凈掘進井筒斷面（m2）凈掘進井壁支護厚度（mm）500/300500/300500支護料石砌碹料石砌碹鋼筋混凝土澆筑井 筒 裝 備膠帶輸送機、行人臺階鋪底、水溝金屬梯子間備 注新掘新掘新掘（二）井底車場及硐室井底車場原設計采用無極繩連續(xù)牽引車梭車運輸，在副斜井井底設平車場。七、井田開拓（一）井筒結合礦井場地的實際地形，在井筒施工過程中將原設計的主、副斜井井筒方位角由0176。六、資源儲量及礦井服務年限（一）原設計儲量兼并重組整合后全井田15號煤層保有資源儲量12380 kt，經計算，礦井工業(yè)資源/。/min，預測為瓦斯礦井。H=）和在506m處揭露的東西向F2正斷層（傾角74176。20礦井地面變電所變壓器選用：S91250/10 10/礦井地面變電所變壓器選用：S11M1000/10 10/，地面生產系統S11M315/10 10/，辦公樓、餐廳、職工宿舍樓等增設SCB9630/10 10/。礦方為后期考慮購買115壓風管路：在地面、主斜井、井下集中膠帶運輸巷、膠帶大巷干管鋪設管徑為Φ159，掘進和回采工作面支管鋪設管徑為Φ1084的無縫鋼管。112集中輔助輔助巷人員運輸設備：RJY373/755型，37kW人員運輸采用4輛24人的WCJ24R型人員運輸車和1輛6人的WC6R型人員運輸車擔負井下人員運輸任務（人員經主斜井臺階步行上下）系統優(yōu)化，輔助運輸采用無軌運輸1131主排水管路：選用Φ159，吸水管選用Φ1805型無縫鋼管。主通風機不作變更。井巷新增掘進總體積99017m3。，料石砌碹支護。2惠陽煤業(yè)提供的其他相關設計資料。1山西煤礦安全監(jiān)察局晉城監(jiān)察分局以晉煤監(jiān)局字【2010】138號《關于山西陽城惠陽煤業(yè)有限公司兼并重組整合項目初步設計安全專篇的批復》。山西省煤炭工業(yè)廳晉煤辦基發(fā)【2012】505號關于印發(fā)《山西省煤礦建設標準》。晉城煤炭規(guī)劃設計院2014年6月編制完成《山西煤炭運銷集團陽城惠陽煤業(yè)有限公司兼并重組整合礦井初步設計二次變更》，進行調整底板等高線、取消采區(qū)變電所、縮減采區(qū)大巷和首采工作面順槽巷道工程。山