煤业兼并重组整合专篇.docx

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1、山西煤炭运销集团阳城惠阳煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计安全专篇变更（45万t/a建设项目）一、山西煤炭运销集团阳城惠阳煤业有限公司矿井资源整合的核准文件及隶属关系根据山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室文件晋煤重组办发【2009】42号文件关于晋城市阳城县煤矿企业兼并重组整合方案（部分）的批复，原山西阳城惠阳煤业有限公司为单独保留矿井，矿井生产能力由300kt/a提升至450kt/a，矿区面积不变，兼并重组后矿井名称变更为山西煤炭运销集团阳城惠阳煤业有限公司，隶属山西煤炭运销集团有限公司。2012年6月6日由山西省国土资源厅对该矿换发了采矿许可证，证号为C14000020091

2、11220044531，生产规模为450kt/a，矿区面积为6.1801km2，批采15号煤层，设计开采15号煤层。晋城市煤炭工业局以晋市煤局综字【2011】600号文批复山西煤炭运销集团阳城惠阳煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告。晋城市煤炭工业局以晋市煤局规字【2010】453号文批复山西煤炭运销集团阳城惠阳煤业有限公司兼并重组整合矿井初步设计。山西煤矿安全监察局晋城监察分局以晋煤监局字【2010】138号文批复山西煤炭运销集团阳城惠阳煤业有限公司兼并重组整合矿井初步设计安全专篇。晋城市煤炭工业局以晋市煤局规字【2010】740号文批复山西煤炭运销集团阳城惠阳煤业有限公司兼并重组整合项目开

3、工建设。 晋城煤炭规划设计院2014年1月编制完成山西煤炭运销集团阳城惠阳煤业有限公司兼并重组整合矿井初步设计变更，晋城市煤炭工业局以晋市煤局便字【2014】258号文予以批复。晋城煤炭规划设计院2014年6月编制完成山西煤炭运销集团阳城惠阳煤业有限公司兼并重组整合矿井初步设计二次变更，进行调整底板等高线、取消采区变电所、缩减采区大巷和首采工作面顺槽巷道工程。在基建过程中，惠阳煤业矿井的自然开采条件、矿井开拓和首采面位置，各主要系统等均无重大变化，结合矿井已形成的井巷工程、土建工程和机电设备可利用情况，施工图设计及设备招标定购情况，同时遵照相关文件精神及矿方补充的专项设计等资料，对部分工程量进

4、行调整、部分系统进行完善补充和设备型号变更，对原安全专篇进行补充，不变部分维持原设计。综上所述，矿方委托我晋城煤炭规划设计院编制山西煤炭运销集团阳城惠阳煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计安全专篇变更。二、矿井建设进展情况山西煤炭运销集团阳城惠阳煤业有限公司计划2014年7月将达到联合试运转条件，矿井基本建设情况进度情况如下： （一）矿建工程进展情况截止2014年3月底矿井一至三期矿建工程、安全设施建设已基本完成，15101首采工作面已圈成，剩余工程仅为15103接替工作面运输顺槽、回风顺槽掘进工程。（二）土建工程进展情况截止目前矿井地面土建工程已基本完工，管沟道路硬化等工程为在建工程。（

5、三）机电安装工程进展情况现未完成安装工程包括：井下首采工作面安装等工程。三、设计变更的依据1、山西煤炭运销集团阳城惠阳煤业有限公司兼并重组整合初步设计安全专篇变更编制的“委托书”和“承诺书”。 2、山西省煤炭工业厅晋煤规发【2012】500号关于印发山西省煤矿现代化矿井标准。3、山西省煤炭工业厅晋煤办基发【2012】505号关于印发山西省煤矿建设标准。4、山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室文件晋煤重组办发【2009】42号文件关于晋城市阳城县煤矿企业兼并重组整合方案（部分）的批复。5、2012年6月6日由山西省国土资源厅对该矿换发采矿许可证，证号为C140000200911122004

6、4531。6、晋城市煤田地质勘探队编制的山西煤炭运销集团阳城惠阳煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告。7、晋城市煤炭工业局以晋市煤局综字【2011】600号关于山西煤炭运销集团阳城惠阳煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告的批复。8、晋城煤炭规划设计院2010年7月编制的山西阳城惠阳煤业有限公司兼并重组整合初步设计。9、晋城市煤炭工业局以晋市煤局规字【2010】453号关于山西煤炭运销集团阳城惠阳煤业有限公司兼并重组整合矿井初步设计的批复。10、晋城煤炭规划设计院2010年10月编制的山西阳城惠阳煤业有限公司兼并重组整合项目初步设计安全专篇。11、山西煤矿安全监察局晋城监察分局以晋煤监局字【20

7、10】138号关于山西阳城惠阳煤业有限公司兼并重组整合项目初步设计安全专篇的批复。12、晋城市煤炭工业局以晋市煤局规字【2010】740号文批复山西煤炭运销集团阳城惠阳煤业有限公司兼并重组整合项目开工建设。13、晋城煤炭规划设计院2014年1月编制的山西煤炭运销集团阳城惠阳煤业有限公司兼并重组整合矿井初步设计变更14、晋城市煤炭工业局以晋市煤局便字【2014】258号关于山西煤炭运销集团阳城惠阳煤业有限公司兼并重组整合矿井初步设计的批复。15、晋城煤炭规划设计院2014年6月编制完成了山西煤炭运销集团阳城惠阳煤业有限公司兼并重组整合矿井初步设计二次变更。16、山西省煤炭勘查局二一二地质队于20

8、13年3月重新绘制山西煤炭运销集团阳城惠阳煤业有限公司15号煤层底板等高线及资源储量估算图。17、晋能有限责任公司以晋能地防字【2013】350号晋能有限责任公司关于山西煤炭运销集团阳城惠阳煤业有限公司矿井水文地质类型划分报告的批复18、山西省煤炭工业局综合测试中心编制的山西煤炭运销集团阳城惠阳煤业有限公司矿井瓦斯涌出量预测报告。19、山西煤炭运销集团科学技术研究有限公司编写的山西煤炭运销集团惠阳煤业有限公司巷道锚固支护方案设计研究20、山西公信安全技术有限公司2012年5月对惠阳煤业15号煤层煤尘爆炸性和煤的自燃倾向性进行鉴定。21、高压供用电合同。22、惠阳煤业提供的其他相关设计资料。四、

9、变更前后对照表序号原设计设计变更变更理由1矿井水文地质条件总体属简单类型。矿井水文地质类型总体定为中等类型。根据山西煤炭运销集团阳城惠阳煤业有限公司矿井水文地质类型划分报告2矿井设计可采储量为6732.5kt。矿井设计可采储量为6984.9kt。由国家发改委下发的特殊和稀缺煤类开发利用管理暂行规定3矿井设计服务年限为11.5年。矿井设计服务年限为11.94年。4主斜井井筒垂深60m，副斜井井筒垂深88m， 回风立井井筒垂深50m，均为表土混凝土/基岩锚喷。主斜井井筒垂深45.3m，料石砌碹支护。副斜井井筒垂深59.3m，料石砌碹支护。回风立井井筒垂深52.5m，混凝土浇筑支护。结合井筒实际落底

10、标高确定，井筒方位角原设计的由0调整为25117，结合支护材料就地取材，变更井筒支护形式。5紧急避险系统共布置：1个永久避难硐室（避险80人）2个临时避难硐室（各避险15人）及硐室工程政策性新增6矿井移交生产时，井巷工程量半煤岩巷7104m，岩巷536m，井巷合计7721m，硐室体积3920m3，掘进总体积75595.6m3，矿井万吨掘进率为171.6m。矿井移交生产时，新增井巷工程总长度6746m，万吨掘进率149.9m。井巷新增掘进总体积99017m3，其中新增硐室体积为15631.4m3。7综采主要设备：MG135/320-W型采煤机，ZZ5000/16/28型液压支架、SSJ-800/

11、255型带式输送机、PB250/5.5喷雾泵站、BRW-200/31.5乳化液泵站、SQ-50无极绳绞车SZB630/75型转载机，BPW250/5.5型喷雾泵，ZDY1900ST型放顶钻机。综采主要设备：MG160/390-WD型采煤机，ZZ8000/16/30型液压支架、和ZZG8000/16/30型过渡液压支架、DSJ80型带式输送机、BPW-31.5/10型喷雾泵站、BRW-400/31.5型乳化液泵站、取消无极绳绞车，增加ZYJ-420/200型探水钻机。变更为电牵引采煤机，为加强顶板管理增大支架的支护阻力，按职业卫生防护提高喷雾泵工作压力，其它因厂家不同导致型号不一致，设备参数基本

12、一致8综掘主要设备：EBZ100E和EBZ135型掘进机，SGB-620/40T型刮板转载、DSJ800/40/55型带式输送机、ZL-200型探水钻机。综掘主要设备：EBZ132型掘进机及自带二运转载、DSJ800/40/275型带式输送机、ZYJ-420/200和ZQJ-160/4.3型探水钻机。结合矿方订购设备；原设计带式输送机运距不能满足实际使用。9矿井通风：矿井需风量为45 m3/min，矿井通风容易时期和困难时期最大负压分别为439.30Pa和1061.96Pa。矿井通风容易时期等积孔为2.55m2，矿井通风困难时期等积孔为1.64m2。矿井通风：矿井需风量为54 m3/min，矿

13、井通风容易时期和困难时期最大负压分别为330.35Pa和1000.19Pa。矿井通风容易时期等积孔为3.53m2，矿井通风困难时期等积孔为2.03m2。主通风机不作变更。因巷道断面扩大，回采工作面最大控顶距和最小控顶距的减小，硐室按最小风速要求增大风量，矿井风量重新计算、重新分配，导致矿井通风负压、矿井等积孔变化，重新进行核算。110主斜井煤炭运输设备：DTL80/22/75型，V=2.0m/s，运量220t/h， P=75kW主斜井和集中胶带巷煤炭运输设备：DTL80/22/290型，V=2.0m/s，运量220t/h，倾角-415，平均5 P=290kW 系统优化； 因倾角起伏变化，重新计

14、算集中胶带巷煤炭运输设备：DTL80/20/255型，V=2.0m/s，运量220t/h，平均角度= 2.5，P=255kW111副斜井和集中辅助运输巷辅助运输设备：一部SQ-80型矿用无极绳连续牵引车，单轨运输，110kW采用无轨胶轮车运输。采煤机和支架等大型设备采用租用WC25EJ型支架搬运车运输，采用5辆WC3J 型3t的辅助运输车和2辆ZL20YFB型防爆装载机担负全矿井材料和小型设备等辅助运输任务系统优化，辅助运输采用无轨运输，辅助运输巷道最大倾角按9设计，各柴油机车最大爬坡能力为14。112集中辅助辅助巷人员运输设备：RJY37-3/755型，37kW人员运输采用4辆24人的WCJ

15、24R型人员运输车和1辆6人的WC6R型人员运输车担负井下人员运输任务（人员经主斜井台阶步行上下）系统优化，辅助运输采用无轨运输1131主排水管路：选用1594.5型无缝钢管，吸水管选用1805型无缝钢管。主排水管路更换为16010型钢丝网骨架聚乙烯复合管，吸水管不变。因15号煤层含硫量大，对管路腐蚀严重而变更采区排水管路：排水管为1334型无缝钢管，吸水管为1594.5型无缝钢管。采区排水管路更换为16010型钢丝网骨架聚乙烯复合管，吸水管路不变。114压气设备：FHOG210A型固定风冷单螺杆压缩机3台，额定排气量24.8m3/min，额定排气压力1.0MPa，配用电机功率160kW，电压

16、380V。2台工作，1台完好备用。压气设备：EAS-300型固定风冷单螺杆压缩机2台，额定排气量40m3/min，额定排气压力1.0MPa，配用电机功率250kW，电压10kV。1台工作，1台完好备用。矿方为后期考虑购买115压风管路：在地面、主斜井、井下集中胶带运输巷、胶带大巷干管铺设管径为1594.5的无缝钢管，掘进和回采工作面支管铺设管径为1084的无缝钢管。压风管路：干管为1594.5型无缝钢管和16010型钢丝网骨架聚乙烯复合管，支管为1084型无缝钢管和1106型钢丝网骨架聚乙烯复合管，在集中辅助运输巷和辅助运输大巷增加1084型无缝钢管1700m，在集中回风巷和回风大巷增加110

17、6型钢丝网骨架聚乙烯复合管1500m用来抢险救灾。根据安监总煤装【2011】33号文要求，所有避灾线路均应铺设压风管路116产品分级：+120mm大块、30-120mm小块、-30mm末煤产品分级： +13mm块煤、-13mm末煤矿方计划建洗煤厂，原煤初步分级后进洗煤厂洗选，防止因设备故障导致堆煤增设地面缓冲仓117产品存储：设4个块煤滑坡仓和一个15m末煤筒仓产品存储：设1个15m块煤筒仓和1个15m末煤筒仓，增加1个地面缓冲仓18双回路10 kV电源：一回电源引自尹庄110kV变电站10kV母线段，导线型号：LGJ-150，供电距离1.5km；另一回电源引自阳城发电厂10kV母线段，导线型

18、号：LGJ-150，供电距离4km。双回路10 kV电源：一回路引自尹庄110kV变电站10kV母线，架空导线选择LGJ-150/30型钢芯铝绞线，供电距离4km；另一回路引自台头110kV变电站10kV母线，架空导线选择LGJ-150/30型钢芯铝绞线，供电距离4.6km。主供线路实际施工架空线走廊距离发生变化；备供线路原设计发电厂关闭，重新选择。19全矿负荷情况：用电设备总容量：3873.65 kW，用电设备工作容量：3263.35 kW，全矿最大负荷有功功率：2119.19kW，全矿井年耗电量8638701kWh，全矿井年吨煤电耗19.58kWh。全矿负荷情况：用电设备总容量：5265.

19、25kW用电设备工作容量：4264.05kW全矿最大负荷有功功率：2267.49kW全矿年耗电量：11501841.02kW.h全矿吨煤耗电量：25.56kW.h。结合其它专业变化后的负荷进行变更。20矿井地面变电所变压器选用：S9-1250/10 10/0.4kV三相油浸自冷式铜线电力变压器两台矿井地面变电所变压器选用：S11-M-1000/10 10/0.4kV型油浸电力变压器两台，地面生产系统S11-M-315/10 10/0.4kV型油浸式变压器两台，办公楼、餐厅、职工宿舍楼等增设SCB9-630/10 10/0.4kV型油浸式变压器一台。实际采购设备，容量、变比不变21综采工作面移动

20、变电站：一台KBSGZY-800/10，10/1.14，800kVA型矿用隔爆移动变电站。综采工作面移动变电站：一台KBSGZY-1000/10 10/1.2kV1000kVA型矿用隔爆移动变电站实际采购设备，根据变更后的工作面设备容量进行调整22顺槽综掘工作面：设两台KBSG-800/1010/0.69kV，800kVA型矿用隔爆干式变压器顺槽综掘工作面：设三台KBSG-800/10 10/1.2kV800kVA型矿用隔爆干式变压器实际施工方案，设备已安装，根据实际情况重新验算23选用KJ128型井下人员考勤定位监控系统选用KJ251（A）型井下人员考勤定位监控系统实际招标型号，技术参数能够

21、满足要求24ICS-17A型煤炭产量监控装置KJ219型煤炭产量监控装置实际招标型号，技术参数能够满足要求25HJK-120型矿用程控通信交换机80门矿井通信系统型号变更为KTJ115型，容量能够满足256门通讯要求实际招标型号，技术参数能够满足要求KT105（A）煤矿无线通讯系统政策新增KTJ125应急广播系统政策新增26供水施救系统管路与井下消防洒水管路合用，水源取自地面消防水池（V=300m），用水为生活水源，其水质符合井下消防洒水水质标准。政策性新增五、地质特征及开采条件（一）地质构造结合山西省煤炭勘查局二一二地质队和山西地科勘察公司对矿井15号煤层首采区及周边范围共补勘布置14个钻孔

22、，以及井巷实际揭露的15#煤层层位、底板标高情况和构造情况，于2013年3月，由山西省煤炭勘查局二一二地质队重新绘制了山西煤炭运销集团阳城惠阳煤业有限公司15号煤层底板等高线及资源储量估算图。本次变更对该矿的底板等高线进行调整，15号煤层资源储量不变，对集中辅运巷在461m处揭露的东西向F1正断层（倾角71，H=7.2m）和在506m处揭露的东西向F2正断层（倾角74，H=5.2m）进行上图补充。（二）井田水文地质 矿方委托中国煤炭地质总局华盛水文地质勘察工程公司编制的山西煤炭运销集团阳城惠阳煤业有限公司矿井水文地质类型划分报告，经晋能有限责任公司以晋能地防字【2013】350号晋能有限责任公

23、司关于山西煤炭运销集团阳城惠阳煤业有限公司矿井水文地质类型划分报告的批复结论为：矿井15号煤层矿井水文地质类型为中等型。因此，变更将原地质报告批复的矿井水文地质类型简单类型调整为中等类型，其它水文地质条件不变。（三）井田水文地质 （1）瓦斯根据山西省煤炭工业局综合测试中心编制的山西煤炭运销集团阳城惠阳煤业有限公司矿井瓦斯涌出量预测报告：该矿井以45万吨/a产量开采15号煤层时，矿井最大绝对瓦斯涌出量为1.59m/min，最大相对瓦斯涌出量为1.68m/t；回采工作面最大绝对瓦斯涌出量为0.86m/min，掘进工作面最大绝对瓦斯涌出量为0.24m/min，预测为瓦斯矿井。（2）煤尘爆炸危险性原设

24、计根据山西省煤矿矿用安全产品检验中心2007年8月15日对山西阳城惠阳煤业有限公司15号煤层取样测试，分析结果：火焰长度为0mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉用量0，煤尘无爆炸性。山西公信安全技术有限公司2012年5月对该矿15号煤层进行鉴定，并出具的晋煤检【2012】0501-MB-E0004 的鉴定报告判定该矿15号煤层煤尘无爆炸性。本次设计变更按15号煤层无煤尘爆炸性设计。（3）煤的自燃性原设计根据山西省煤矿矿用安全产品检验中心2007年8月15日对山西阳城惠阳煤业有限公司15号煤层取样测试，分析结果：煤的吸氧量1.4848cm3/g，自燃等级，为不易自燃煤层。山西公信安全技术有限公司2012年

25、5月对该矿15号煤层进行鉴定，并出具的晋煤检【2012】0501-MR-E0004的鉴定报告判定该矿15号煤层：煤的吸氧量1.06cm3/g，自燃等级，属于不易自燃煤层。本次设计变更按15号煤层属于不易自燃煤层设计。其它地质特征及开采条件不作变更，维持原设计。六、资源储量及矿井服务年限（一）原设计储量兼并重组整合后全井田15号煤层保有资源储量12380 kt，经计算，矿井工业资源/储量12314.4kt，矿井设计储量为9398.2kt，矿井设计可采储量为6732.5kt。（二）变更原因根据国家发改委下发的特殊和稀缺煤类开发利用管理暂行规定（第16号令），对特殊和稀缺煤类矿井的采区回采率进行上调

26、3%，本次变更对矿井的设计可采储量及服务年限重新核算。（三）变更后矿井设计可采储量及服务年限1、矿井设计可采储量设计可采储量=（设计储量-开采煤柱损失）采区回采率该矿属中厚煤层，采区回采率取83%。经计算，变更后矿井设计可采储量为6984.9kt，计算结果见下表。 变更后矿井设计可采储量计算表 单位kt煤层编号设计储量设计储量开采损失设计可采储量工业场地大巷小计159398.2150832.6982.61430.76984.9合计9398.2150832.6982.61430.76984.92、矿井服务年限矿井服务年限按下式计算：TZK /（AK）式中：T矿井设计服务年限，a；ZK矿井设计可采

27、储量，矿井设计可采储量为：6984.9kt；A矿井设计生产能力，450 kt/a；K储备备用系数，取1.3。则：T6984.9/（4501.3）=11.94a。经计算：惠阳煤业矿井的服务年限为：11.94a。七、井田开拓（一）井筒结合矿井场地的实际地形，在井筒施工过程中将原设计的主、副斜井井筒方位角由0调整为25117，又结合实际落底标高和支护材料就地取材，变更了井筒长度及支护形式，变更后主斜井、副斜井采用料石砌碹支护，回风立井支护采用钢筋混凝土浇筑。主斜井、副斜井和回风立井三个井筒，各井筒参数和用途如下，均不做变更。详见变更后井筒特征表。 变更后井筒特征表井 筒 名 称主斜井副斜井回风立井井

28、 口 座 标（1980西安坐标6）经距Y19627133.24819627093.24819627295.524纬距X3924097.3313924097.3313923915.329井口标高（m）+638.00+635.00+670.00井底标高（m）+626.28+625.27+617.50提升方位角（度）2511725117井筒倾角（度）15990井筒垂深、斜长（m）45.359.352.5井筒宽度（m）净4.24.04.5掘进5.2/4.85.0/4.65.5井筒断面（m2）净13.2212.2815.9掘进19.44/16.7218.31/16.1323.74井壁支护厚度（mm）50

29、0/300500/300500支护料石砌碹料石砌碹钢筋混凝土浇筑井 筒 装 备胶带输送机、行人台阶铺底、水沟金属梯子间备 注新掘新掘新掘（二）井底车场及硐室1、井底车场原设计采用无极绳连续牵引车梭车运输，在副斜井井底设平车场。平车场直线长为40m，设18m长的存车线。为简化运输环节，矿方经多次调研，设计变更为无轨胶轮车运输，并在辅运大巷布置辅运车场，长度141m，净宽6.0m，在集中辅运大巷增加两个错车车场。2、硐室原设计在副斜井井底西侧设有中央水泵房、中央水仓和管子道，在主斜井井底西侧设等候硐室；井下不设煤仓，在采区设主变电所、消防材料库、采区水泵房和采区主、副水仓等硐室。在矿井施工过程中，

30、结合现场对各硐室的断面、支护形式进行优化，形成工程量与原设计不一致，另新增永久避难硐室工程，变更后主要硐室的相关参数如下：变更后井底车场及井下主要硐室工程量表序号巷道及硐室名称煤岩类别支护方式巷道长度（m）掘进体积（m3）备注1井底乘车、等候硐室半煤岩锚网喷514利用3#联络巷扩帮起底改造2主水泵房半煤岩/岩混凝土浇筑/锚网喷626.5含主硐室、通道、配水巷、配水井、吸水井、壁龛 3主副水仓岩/半煤岩锚网喷1789.4含水仓仓体、斜巷、通道、联络巷4管子道半煤岩/岩料石砌碹/工字钢棚浇筑151.31087.5因该处埋深浅，管子道开口在副斜井井口以里2m处，其中有31.8m段过空区，进行空区处理

31、，加强支护5辅助车场半煤岩锚网喷1412800.7采区胶轮车车场6中央变电所半煤岩/岩锚网喷1571.3主硐室和运输通道为半煤岩巷，回风通道70m为顶板岩巷7采区水泵房半煤岩/岩混凝土浇筑/锚网喷640.5含主硐室、通道、 配水巷、配水井、吸水井、壁龛8采区主副水仓半煤岩/岩锚网喷/工字钢棚浇筑4684.6含水仓仓体、斜巷、通道、联络巷、其中主水仓有67.5m顶帮破碎，采用架设工字钢棚整体浇筑补强支护9避难硐室半煤岩锚网喷635政策性新增10消防材料库半煤岩锚网喷283.511信号、调度硐室半煤岩锚网喷6512医疗急救硐室半煤岩锚网喷6513小计229.315631.4（三）巷道断面和支护形式

32、1、原设计井下主要巷道其中：井底车场：沿15号煤层顶板掘进，净宽5.0m，净高2.8m，锚喷支护，净断面积14.00m2，支护参数为：选用螺纹钢锚杆，规格为182000mm，三花布置，间排距为15001500mm，铺设6060mm间距矩形金属网，打锚索补强，排距为3000mm。集中胶带巷和胶带大巷：沿15号煤层顶板掘进，净宽4.0m，净高2.2m，锚喷支护，净断面积8.80m2，支护参数为：选用螺纹钢锚杆，规格为182000mm，三花布置，间排距为15001500mm，铺设6060mm间距矩形金属网，沿巷道中线打一根6m长锚索补强，间距3000mm。集中胶带巷坡度为34，胶带大巷23左右。集中

33、辅运巷和辅运大巷：沿15号煤层顶板掘进，宽4.5m，高2.8m，锚喷支护，净断面积12.6m2，支护参数为：选用螺纹钢锚杆，规格为182000mm，三花布置，间排距为13001500mm，铺6060mm间距矩形金属网，沿巷道中线打一根6m长锚索补强，间距3000mm。集中辅助运输巷坡度为34，辅助运输大巷23左右，铺设30kg/m钢轨。总回风大巷、集中回风大巷和回风大巷：沿15号煤层顶板掘进，宽4.5m，高2.2m，锚喷支护，净断面积9.9m2，支护参数为：选用螺纹钢锚杆，规格为182000mm，三花布置，间排距为13001500mm，铺6060mm间距矩形金属网，沿巷道中线打一根6m长锚索补

34、强，间距3000mm。工作面运输顺槽和回风顺槽均为矩形断面，锚网支护：沿15号煤层顶板掘进，净宽4.0m，高2.2m，锚网支护，净断面积8.80m2，支护参数为：选用圆钢锚杆，规格为161800mm，三花布置，间排距为12001500mm，铺设6060mm间距矩形金属网。工作面切眼净宽6.0m，高2.2m，锚网支护，净断面积13.20m2，支护参数为：顶锚杆为202000mm螺纹钢锚杆，间排距为9001000mm，铺设6060mm间距矩形金属网；帮锚杆采用为181800mm的树脂锚杆，间排距为8001000mm。其它巷道和硐室也均为矩形断面，支护形式为锚喷。2、主要变更原因矿方在主要巷道掘进中

35、按“多做煤巷”的原则沿煤层顶板掘进，受巷道起伏影响，所形成的井巷起伏较大，不利于原设计的轨道运输，同时也增加了二次起底压顶改造工程。在矿井施工设计过程中结合现场对主要巷道、硐室的断面、支护形式进行优化，同时结合山西煤炭运销集团科学技术研究有限公司编写的山西煤炭运销集团惠阳煤业有限公司巷道锚固支护方案设计研究对巷道支护参数进行调整，同时进行专题论证。3、变更后井下主要巷道其中：辅运车场：沿15号煤层顶板掘进，锚喷支护，净宽6.0m，净高2.85m，净断面积17.10m2，铺底250mm。支护参数为：顶锚杆选用222000mm高强度螺纹钢锚杆，间、排距900900mm；帮锚杆选用182400mm高

36、强度螺纹钢锚杆，间、排距900900mm；铺设6060mm间距矩形金属网，采用17.85300mm型锚索补强，间排距为13501800mm。集中胶带巷，锚喷（局部混凝土浇筑和工字钢棚）支护，净宽4.0m，净高2. 5m，净断面积10.00m2。支护参数为：顶锚杆选用222000mm高强度螺纹钢锚杆，间、排距12001200mm；帮锚杆选用182400mm高强度螺纹钢锚杆，间、排距10001200mm；铺设6060mm间距矩形金属网，采用17.85300mm型锚索补强，间排距为20002400mm。集中辅运巷，锚喷（局部混凝土浇筑和工字钢棚）支护，净宽4.5m，净高2. 85m，净断面积12.8

37、3m2，铺底250mm。支护参数为：顶锚杆选用222000mm高强度螺纹钢锚杆，间、排距10001000mm；帮锚杆选用182400mm高强度螺纹钢锚杆，间、排距9001000mm；铺设6060mm间距矩形金属网，采用17.85300mm型锚索补强，间排距为27002000mm。胶带大巷：锚喷支护，净宽4.0m，净高2.5m，净断面积10.00m2。支护参数为：顶锚杆选用222000mm高强度螺纹钢锚杆，间、排距12001200mm；帮锚杆选用182400mm高强度螺纹钢锚杆，间、排距10001200mm；铺设6060mm间距矩形金属网，采用17.85300mm型锚索补强，间排距为200024

38、00mm。辅助运输巷：沿15号煤层顶板掘进，锚喷支护，宽4.5m，高2.85m，净断面积12.83m2，铺底200mm。支护参数为：顶锚杆选用222000mm高强度螺纹钢锚杆，间、排距10001000mm；帮锚杆选用182400mm高强度螺纹钢锚杆，间、排距9001000mm；铺设6060mm间距矩形金属网，采用17.85300mm型锚索补强，间排距为27002000mm。总回风大巷、集中回风大巷和回风大巷：锚喷支护，宽4.5m，高2.6m，净断面积11.70m2，支护参数为：顶锚杆选用222000mm高强度螺纹钢锚杆，间、排距10001000mm；帮锚杆选用182400mm高强度螺纹钢锚杆，

39、间、排距10001000mm；铺设6060mm间距矩形金属网，采用17.85300mm型锚索补强，总回风大巷、集中回风大巷锚索间排距为27002000mm，回风大巷单排布置，排距2000mm。运输顺槽和回风顺槽均为矩形断面，锚网支护：净宽4.1m，高2.6m，净断面积10.66m2，支护参数为：顶锚杆选用222000mm高强度螺纹钢锚杆，间、排距12001200mm；帮锚杆选用182400mm高强度螺纹钢锚杆（回采帮采用玻璃钢锚杆），间、排距12001200mm；铺设6060mm间距矩形金属网（回采帮采用间距相同的尼龙网）；采用17.85300mm型锚索补强，单排布置，排距2400mm。工作面

40、切眼宽6.5m，高2.6m，锚网支护，净断面积16.90m2，支护参数为：顶锚杆选用222000mm高强度螺纹钢锚杆，间、排距为10001200mm；帮锚杆采用为182400mm的玻璃钢锚杆，间排距为10001200mm；铺设6060mm间距矩形金属网，采用17.85300mm型锚索补强，三排布置，间、排距为20002400mm，中部另加设单体支柱补强。变更后主要巷道断面特征详见断面图册。（四）移交生产时的井巷工程量及掘进率1、原设计矿井移交生产时，井巷工程量为半煤岩巷7104m，岩巷536m，井巷合计7721m，掘进总体积75595.6m3，硐室体积3920m3，矿井万吨掘进率为171.6m

41、。2、变更原因因该矿在首采面15101运输顺槽掘进至881m处时，揭露走向东西走向F3正断层（倾角16，H=20m）。根据现场施工及取芯显示，经多方论证研究，考虑断层周围顶板岩层强度低、自稳能力差，节理裂隙发育，在采掘过程中易发生顶板事故，可避让该断层进行开切眼。本次变更为在运输顺槽871 m处开切眼；原设计运输顺槽1058m变更后调整为871m；原设计回风顺槽1087m变更后调整为901m。受建设工期到期及该矿集团、市、县公司2014年的工作目标要求影响，该矿在7月应进入联合试运行，但矿建工程中三条采区大巷均未按原设计工程量完工。因现已形成的采区大巷工程可满足15103接替工作面正常的掘进使

42、用，设计认为可以变更，即将原设计辅运大巷784m变更后调整为414m；胶带大巷857m变更后调整为374m；回风大巷853m变更后调整为344m。3、变更后矿井移交生产时，井巷工程总长度6746m，掘进总体积99017m3，其中硐室体积15631.4 m3，万吨掘进率149.9m。4、设计变更前后的工程量对照表：顺序名称原设计设计变更后变更原因巷道长度（m）掘进体积（m3）巷道长度（m）掘进体积（m3）1井筒工程1983375.5157.13372.3结合实际井筒的实际落底高度和支护材料就地取材，变更了井筒长度及支护形式，变更了掘进工程量。2井底车场及主要硐室工程3603920229.3156

43、31.4在矿井施工过程中结合现场对巷道硐室的断面、支护形式进行优化，增加工程量与原设计不一致，另新增永久避难硐室工程。3主要运输、回风巷道459345470.72685.635719该矿在掘进主要运输、回风巷道过程中受构造影响，沿煤层顶板掘成V型巷道，坡度达17并结合钻孔揭露底板标高，按-13下山揭煤，造成二次起底压顶工程4采区工程230021160367444294.3原设计只设计15101首采面回采巷道工程，将采区巷道及硐室到工程量放置在本部分中，另增加移变泵站硐室和临时避难硐室工程量合 计772175595.6674699017八、采、掘设备变更（一）综采设备 1、原设计工作面采煤、装煤

44、、运煤方式及设备选型序号设备名称规格型号功率电压数量1采煤机MG135/320-W320kW1140V1台2工作面输送机SGZ-630/2202110kW1140V1部3液压支架ZZ5000/16/2884架（2架备用）4转载机SZB630/7575kW1140/660V1台5带式输送机SSJ-800/255255kW660V1部6喷雾泵站PB250/5.530kW1140/660V2台7乳化液泵站BRW-200/31.5125kW1140/660V2台8单体柱DZ2525/1001509型钢梁3.6m10010调度绞车JD-111.4kW660V1部11无极绳绞车SQ-5055 kW660V1部12小水泵KWQB205.5KW660V2台13回柱绞车JH-1415kW660V2部14移变KBSGZY-8001140V/10kV1台2、变更后工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型，变更原因（1）采煤机变更根据该矿井15号煤层的赋存状况和井田开拓特征，结合矿井设计规模和晋城地区综采开采