山西煤炭运销集团百尺第一煤业有限公司施工组织设计.doc

某某煤炭运销集团百尺第一煤业有限公司施工组织设计第一章 矿井概况第一节 兼并重组整合前各矿现状一、兼并重组整合前各矿现状据某某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200924号”关于长治市壶关县煤矿企业兼并重组整合方案的批复，以某某省煤炭运销集团有限公司为重组整合主体，将壶关县五谷山煤矿、壶关县百尺镇山上村井圪脊煤矿、某某省壶关县百尺镇西柏林村开花山煤矿、某某省壶关县百尺镇西柏林天神山煤矿及壶关县西山煤矿等五矿进行重组整合，重组后矿井定名为“某某煤炭运销集团百尺第一煤业有限公司”。五座整合矿井均在2008年以前关闭。某某煤炭运销集团百尺第一煤业有限公司于2009年11月29日经某某省国土资源厅批准，换发采矿许可证，证号为C1400002009111220045875，批准开采15号煤层，矿区面积9.0611km2，开采标高由1246m到1015m。生产规模45万吨/年。整合后矿井新增矿区面积7.517km2，净增生产能力16万吨/年。二、井田内矿井及小窑本次资源整合项目参与重组矿井5座，其具体分布情况如下图：1.壶关县五谷山煤矿：为村办集体企业，采矿证号1400000722272，批准开采15号煤层，有效期自2007年5月至2010年5月。矿区拐点坐标：序号（54）3度带（54）6度带地理坐标XYXY经度纬度1.00 .00 .00 .00 113°102435°57512.00 .00 .00 .00 113°105235°57503.00 .00 .00 .00 113°111135°57334.00 .00 .00 .00 113°114135°57335.00 .00 .00 .00 113°114135°57236.00 .00 .00 .00 113°111135°57237.00 .00 .00 .00 113°111135°57118.00 .00 .00 .00 113°102235°57132. 壶关县百尺镇西柏林天神山煤矿：为村办集体企业，批准开采15号煤层，设计生产能力9万吨/年，实际生产能力5万吨/年。2003年6月由某某省国土资源厅核发采矿许可证（1400000330859），有效期自2003年6月至2006年6月。矿区拐点坐标如下：序号（54）3度带（54）6度带地理坐标XYXY经度纬度1.00 .00 .00 .00 113°100335°58302.00 .00 .00 .00 113°103135°58293.00 .00 .00 .00 113°103235°58274.00 .00 .00 .00 113°103335°58135.00 .00 .00 .00 113°102235°58016.00 .00 .00 .00 113°100235°58023.壶关县百尺镇山上村井圪脊煤矿：为壶关百尺镇山上村村办煤矿，批准开采9、15号煤层。2003年4月由某某省国土资源厅核发采矿许可证（证号1400000320192），设计生产能力3万吨/年，实际生产能力3万吨/年。矿区拐点坐标如下：序号（54）3度带（54）6度带地理坐标XYXY经度纬度1.00 .00 .00 .00 113°095835°58002.00 .00 .00 .00 113°102235°58003.00 .00 .00 .00 113°102135°57274.00 .00 .00 .00 113°095735°57274. 壶关县百尺镇西柏林村开花山煤矿：为村办煤矿，批准开采3号、15号煤层，其中3号煤层于1997年以前已采空。2003年6月3日某某省国土资源厅核发采矿证（证号1400000330860），有效期自2003年6月至2006年6月。矿区拐点坐标如下：序号（54）3度带（54）6度带地理坐标XYXY经度纬度1.00 .00 .00 .00 113°100335°58442.00 .00 .00 .00 113°110335°58433.00 .00 .00 .00 113°110235°58264.00 .00 .00 .00 113°103235°58275.00 .00 .00 .00 113°103135°58296.00 .00 .00 .00 113°100335°58305. 壶关县西山煤矿：为壶关县煤炭总公司集体企业，始建于1993年，1994年投产。2003年4月，某某省国土资源厅换发采矿许可证（证号1400000320188），批准开采8、9、15号煤层，有效期自2003年4月至2006年4月，生产规模5万吨/年。矿区拐点坐标如下：序号（54）3度带（54）6度带地理坐标XYXY经度纬度1.00 .00 .00 .00 113°093235°58122.00 .00 .00 .00 113°100035°58123.00 .00 .00 .00 113°100035°58004.00 .00 .00 .00 113°095635°58015.00 .00 .00 .00 113°095635°57366.00 .00 .00 .00 113°093135°5737据矿方调查各整合矿井之间无越界开采现象，其中天神山煤矿及井圪脊煤矿各井筒均已封闭；开花山煤矿及西山煤矿各井筒暂用水泥预制板、木料等杂物覆盖，考虑资源整合后开启利用；五谷山煤矿各井筒未封闭。另据矿方调查南村及曹家沟村以东存在小窑破坏区，面积约为1.587km2。以上五矿均已开采15号煤层，均为低瓦斯矿井，且以往生产过程中未出现瓦斯事故。三、周边矿井及小窑某某省煤炭运销集团黄山煤业，位于本井田北部，其南边界与本井田北边界部分重合。证号为C1400002009111220045800，批准开采15号煤层，生产规模90万t/a，面积为13.5123km2，开采标高1260-1000m,有效期自2009年11月29日至2011年11月29日。某某省煤炭运销集团百尺第二煤业，位于本井田南部，其北边界与本井田南边界部分重合。证号为C1400002009111220045799，有效期为2009年11月29日2011年11月29日，井田面积为11.1223km2，批准开采15号煤层，开采标高标高为1240m-1030m，生产规模为60万吨/年。以上二矿均已开采15号煤层，与本矿无越界开采现象。均为低瓦斯矿井，以往生产过程中未出现瓦斯事故。第二节 矿井建设自然条件一、交通位置百尺第一煤业有限公司井田位置地处壶关县南部。区内包括西柏林村、东柏林村、南村、曹家沟四个行政村。距离长治市区约24km，距壶关县直距约16km，行政区划隶属长治市壶关县百尺镇管辖，长治陵川公路从井田西部边界外5km处通过，北紧靠荫城林州公路。其间有乡级公路相通。交通运输条件十分方便。（详见下图）。百尺第一煤业有限公司井田长约5km，宽约2.8km，呈一不规则多边形，面积约9.0611km2。井田地理坐标范围为：东经 113°0931 113°1250，北纬 35°5709 35°5844。二、 地形地貌及气候条件（气象）井田地处太行山中南段的长治盆地东缘，沁水盆地之东缘，地貌形态属于低山区，地表经长期风化侵蚀，黄土冲沟纵横交错，冲沟间黄土梁峁断续分布，地形复杂。地势呈北部、西部高，南部、中部低，最高点位于井田西部山脊，海拔1312.90m，最低点位于井田东部冲沟中，海拔1110m，最大相对高差202.90m。本区属典型的大陆性气候，四季分明，气候干燥，昼夜温差大，全年平均日照时数达2630.1小时，日照率60%。境内年平均气温8.8，一月份-56，最低-24.5，7月份平均气温22.7，最高37。年均降水量在590mm左右，且多集中在7、8、9三月，年均蒸发量1740mm，年蒸发量是年降水量的3倍以上。全年无霜期约160天，初霜日出现在10月上旬，终霜日在次年4月下旬，最大积雪厚度20mm，最大冻土深度68cm。夏季主导风向SE，冬季主导风向WN，年平均风速2.1m/s，最大风速17m/s。三、地震区域内有史载的最早一次地震为公元167年6月18日的高平地震，至2000年共发生地震50余次，其中破坏性的有8次，强度45级，据国家地震局对该地区地震鉴定，本区处于临汾和邢台两大地震带之间为相对稳定区，属太行山亚弱地震带。按照GB18306-2001中国地震动参数区划图，调查区地震动反应谱特征周期（f）为0.45s，地震动峰值加速度为0.10g，对应的地震基本烈度为VI度。第三节 矿井主要技术特征一、井田范围及储量1 、井田范围百尺第一煤业有限公司井田长约5km，宽约2.8km，呈一不规则多边形，面积约9.0611km2。井田地理坐标范围为：东经 113°0931 113°1250，北纬 35°5709 35°5844。井田范围由11个拐点确定，见表（6°带）： 矿区范围拐点坐标表 坐标系点号北京54坐标系西安80坐标系平面坐标（6°）大地坐标平面坐标（6°）X坐标Y坐标经度纬度X坐标Y坐标1.00 .00 113°100335°5844.34 .64 2.00 .00 113°113835°5842.33 .65 3.00 .00 113°113635°5735.32 .65 4.00 .00 113°125035°5734.31 .66 5.00 .00 113°124935°5709.31 .66 6.00 .00 113°100935°5712.32 .63 7.00 .00 113°095635°5727.33 .63 8.00 .00 113°095735°5736.33 .63 9.00 .00 113°093135°5736.33 .63 10.00 .00 113°093235°5812.34 .63 11.00 .00 113°100235°5811.33 .64 2 、井田储量本次整合勘探任务为详细探明15号煤层保有储量情况，故对15号煤层储量赋存情况进行了估算，15号煤层估算面积为2.620km2。15号煤层为贫煤（PM），地层倾角小于25°。按照中华人民共和国国土资源部2002年12月17日发布的煤、泥炭地质勘查规范中附录ESt.dQnet.d资源量估算指标确定：最高可采灰分为(Ad)40%，最高硫分(St.d)为3%，最低发热量(Qnet.d) 17.0MJ/kg。15号煤层资源/储量估算最低可采厚度为0.80m。经本次估算，获得井田内15号煤层保有资源/储量1501万t。其中探明的经济基础保有储量（111b）1460万t，推断的资源量（333）41万t。 资源/储量估算结果汇总表煤层号煤类资源/储量（万t）111b/保有（%）（111b+122b）/保有（%）111b122b333保有15PM146004115019797二、 生产能力及服务年限根据某某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】24号”关于长治市壶关县煤矿企业兼并重组整合方案的批复，某某煤炭运销集团百尺第一煤业有限公司由原壶关县五谷山煤矿、壶关县百尺镇山上村井圪脊煤矿、壶关县百尺镇西柏林开花山煤矿、壶关县百尺镇西柏林天神山煤矿及壶关县西山煤矿等五矿进行重组整合组成，其主体企业为某某煤炭运销集团公司。某某省国土资源厅于2009年11月29日为该公司颁发了采矿许可证，证号为C1400002009111220045875，有效期为2009年11月29日2011年11月29日，井田面积为9.0611km2，批准开采15号煤层，生产规模为450kt/a。矿井服务年限矿井服务年限按下式计算：T=Zk/（K·A）式中：T矿井服务年限，a； Zk设计可采储量，2467kt； A设计生产能力，450kt/a； K储量备用系数，取K =1.3；矿井服务年限：T=Zk/（A·K）=2467/（450×1.3）4.2（a）三、井田开拓方式及巷道布置1、 开拓方式在矿井北部，西柏林村西侧，离原开花山工业场地约300m，有一块台地，作为整合以后矿井的主井工业场地。1、井筒设计在选定的工业场地内布置主斜井（新凿）、副立井（原开花山煤矿主立井）和回风立井（利用原西山煤矿主立井）三个井筒，全井田采用三个井筒开拓。井筒主斜井（新凿）：倾角为18°，净宽B=5000mm，斜长354.0m，落底到15号煤层，装备800mm带式输送机担负矿井原煤提升任务。铺设轨道，担负矿井下大件和长材等任务，铺设压风和消防洒水管路，设台阶，兼做矿井进风井和安全出口。副立井（原开花山煤矿主立井）：净直径3.8m，净断面积11.33 m2，井筒垂深102m，落底15号煤层，采用双钩提升，单罐笼加平衡锤，担负矿井提升人员、下放材料和提矸等辅助提升任务。兼做矿井进风井。回风立井（利用原西山煤矿主立井）：直径4.0m，净断面12.56m2，井筒垂深181.3m，落底15号煤层，担负矿井回风任务。井筒内敷设梯子间，作为矿井的安全出口。原西山煤矿主立井为本矿井兼并重组整合的利用井筒，井田内所有多余井筒必须按照“六条标准”实施关闭。2、水平划分井田范围内可采煤层为15号煤层，设计考虑采用单水平回采矿井15号煤层资源储量，水平标高为+1080.0m。3、井下开拓部署副立井落底后布置井底车场及硐室，沿东西方向布置运输、轨道和回风大巷，穿过采空区，沿西南东北方向布置二采区运输、轨道和回风巷。在主斜井落底附近沿南北方向布置运输、轨道和回风大巷，至井田中部，沿东西方向布置运输、轨道和回风大巷。大巷之间间距30m。运输大巷与主斜井连接，轨道大巷通过井底车场巷道与副立井连接，回风大巷与回风立井连接。这样就形成了全矿井的开拓系统。由于受采空区的影响，运输大巷、轨道大巷和回风大巷局部需布置在15号煤层底板下方，设计运输大巷、轨道大巷和回风大巷布置在15号煤层底板下方25m处。4、通风矿井通风方式为分列式，主斜井和副立井进风，回风立井回风。三个井筒均服务于整个井田所有煤层。5、采区划分全井田15号煤层共划分为4个采区。6、开采顺序根据开拓部署，先开采一采区，接着开采二采区、三采区，最后开采四采区。2、 井筒布置及特征 井筒数目及用途根据井田开拓方案，矿井移交生产及达产时，共布置主斜井、副立井及回风立井三个井筒，井筒用途分述如下：主斜井：倾角为18°，净宽度B=5000mm，净断面积17.31 m2，斜长354.0m，落底到15号煤层，装备800mm带式输送机担负矿井原煤提升任务。铺设轨道，担负矿井下大件和长材等任务，铺设压风和消防洒水管路，设台阶，兼做矿井进风井和安全出口。副立井：净直径3.8m，净断面积11.33 m2，井筒垂深102m，落底15号煤层，采用双钩提升，单罐笼加平衡锤，担负矿井提升人员、下放材料和提矸等辅助提升任务。兼做矿井进风井。井筒内敷设排水管路、洒水管路、黄泥灌浆管路及电缆。回风立井：直径4.0m，净断面12.56m2，井筒垂深181.3m，落底15号煤层，担负矿井回风任务。井筒内敷设梯子间，作为矿井的安全出口。新凿主斜井时，矿井应进行主斜井的工程地质条件的补勘工作。主斜井：装备800mm胶带输送机，铺设轨道。副立井：1t标准罐笼和平衡锤。回风立井：装备梯子间。四、开采方法及回采工艺(一）采煤方法矿井为低瓦斯矿井，开采15号煤层为自燃煤层，根据矿井开采条件，确定采用综采一次采全高采煤方法，采高3.85m。全部垮落法管理顶板。（二）回采工艺设计15号煤综采工作面长度为90m，采用一采一放的循环方法，二采一准的作业方式。1、工艺过程：上（下）端头进刀上（下）行割煤装煤移架移前溜放顶煤移后溜。采煤机采用上下端头斜切进刀，进刀长度25m左右，移架滞后采煤机后滚筒3-5m，追机作业，滞后移架10-15m推移前部输送机，输送机弯曲长度不小于15m，推移步距0.8m。采煤机下行割煤完成后再放顶煤以免两工序相互影响。2、采煤机的割煤方式采煤机双向割煤，往返两刀的割煤方式。其生产工艺过程为：双向割煤方式的主要特点是：采煤机沿工作面前后滚筒同时割煤，上行、下行割煤全厚，并同时完成推移输送机、支架等一个采煤循环的全过程。采煤机沿工作面上下行割煤，装煤完成一个采煤循环。3、采煤机的进刀方式端部斜切式进刀法，其进刀过程为：当采煤机割煤至工作面端头时，其后的输送机槽已移近煤壁，采煤机机身处尚留有一段下部煤；调换滚筒位置，前滚筒降下、后滚筒升起，然后沿输送机弯曲段返向割入煤壁，直到采煤机机身进输送机直线段为止，这时采煤机已向煤壁推进了一个截深；然后将输送机移直，再调换两滚筒的上、下位置；采煤机重新返回割煤至输送机机头处；再次调换上、下滚筒位置，采煤机沿工作面向右正常割煤，直到工作另一端。向下运行一个机长将前滚筒放下，然后向下割煤装煤直至下顺槽。（三）采煤工作面设备选型1、采煤机本矿井回采15#煤层，采煤机的型号选用MG300/730-WD型采煤机，电机总功率为730KW，其技术特征见下表： MG300/730-WD型采煤主要技术参数型号采高(m)电机功率(kW)滚筒直径(m)截深(mm)牵引速度(m/min)机面高度(mm)重量(t)MG300/730-WD2.2-4.17302.26000-6.61460452、可弯曲刮板输送机工作面可弯曲刮板输送机要满足三个方面的要求：一是运输能力要与采煤机的瞬时产量相匹配并留有余地；二是外形尺寸和牵引方式与采煤机相匹配；三是运输机长度与工作面长度一致，矿井工作面长度90m。考虑上述因素，工作面刮板输送机选用SGZ730/160型可弯曲刮板输送机一部，其主要技术参数见表。 可弯曲刮板输送机技术特征表设备型号设计长度（m）输送能力（t/h）刮板链速（m/min）适应煤层倾角（°）电机功率（kW）电压等级（V）SGZ-730/160903501.10181601140/6603、顺槽转载机、破碎机和顺槽胶带机顺槽转载机、破碎机的转载、破碎能力要求与工作面的生产能力相适应，并要求与工作面刮板输送机和顺槽可伸缩胶带输送机相配套，为此选用SZB-730/40型刮板转载机和PEM1000×650型破碎机。其主要技术参数见表4-1-3、4-1-4、4-1-5。 转载机技术特征表设备型号设计长度(m)输送能力(t/h)链速(m/min)电机功率(kW)电压等级(V)备注SZB-730/40254000.85401140/660 破碎机技术特征表设备型号破碎能力(t/h)最大输入块度(mm×mm)最大排出粒度(mm)电机功率(kW)电压等级(V)备注PEM1000×6506001000×65040370551140/660 顺槽胶带机技术特征表设备型号运输能力(t/h)运距(m)运输m/s电机功率(kW)电压等级(V)备注DSJ80/35/403506002.50401140/660五、工作面顶板管理方式及支护设备选型1、回采工作面顶板管理方式：全部垮落法。2、采用估算法进行支护设备选型：根据地质报告可知，矿井15号煤层厚度3.20-4.65，平均3.85m。根据地质报告15号煤等厚线图以及钻孔资料显示，矿井可采区域内15号煤层厚度大都在3.68-4.13m之间。因此为了减少丢煤，设计认为液压支架选型，支架高度应按煤层厚度4.13m考虑，支架支护高度按4.5m考虑。P= P岩/1000=（68）M×9.8岩cos/1000 式中：P支架支护强度。MPa； 岩顶板岩石密度，2.40t/m3； M机采采高，最大采高4.13m； 煤层倾角，（3°）。则：P=（68）×4.13×9.8×2.4×cos（3°）/1000=0.580.78Mpa，取0.78Mpa；ZZ8000/23/45型液压支架支护强度0.93MPa0.78Mpa。根据液压支架工作阻力计算数据，结合15号煤层赋存情况、煤层厚度及选用的采煤方法，工作面支护选用ZZ8000/23/45型液压支架，支架支护高度2.34.5m，工作阻力为8000kN，支护强度为0.93MPa。工作面过渡支架选用ZZG9000/23/45型液压支架。回采工作面端头采用四对八梁支护，超前支护采用DW35型单体柱配DFB4000/300C型型钢梁，超前支护距离暂按20m考虑。 ZZ8000/23/45型支撑掩护式液压支架主要技术特征序号技术特征技术参数序号技术特征技术参数1型式四柱四连杆支撑掩护式7立柱单伸缩机械加长 4根2支撑高度2.34.5m8中心距1.50 m3初撑力6917KN9工作阻力8000KN4支护强度0.93MPa10对底板比压1.7-3.3MPa5质量34t11泵站压力31.5MPa6操作方式本架操作12适应煤层倾角£ 25°15号煤回采工作面主要设备配备详见表。 综采一次采全高工作面主要设备设备名称设备型号功率（kW）备注双滚筒采煤机MG300/730-WD730液压支架ZZ8000/23/45过渡液压支架ZZG9000/23/45可弯曲刮板运输机SGZ-730/160160转载机SZB-730/4040破碎机PEM1000×65055可伸缩胶带输送机DSJ-800/35/4040乳化液泵站BRW200/31.5125喷雾泵站PB320/6355单体液压支柱DW35六、工作面回采方向根据开拓部署及采煤工作面巷道布置方式，设计矿井采煤工作面之间采用前进式顺序接替；回采工作面内采用后退式回采。七、采煤工作面日推进度、年推进度及工作面长度根据井田内煤层赋存情况、开采条件及选定的采煤设备性能，结合采煤方法等因素，确定回采工作面长度为90m。采煤工作面循环进度0.6m，日循环次数6次，日循环进度为3.6m。采煤工作面年推进度按下式进行计算：年推进度=日循环进度×设计年工作日×循环率；式中：设计年工作日为330d，循环率取0.75，则：年推进度=3.6×330×0.75=891（m）。 八、投产时采区及工作面个数 根据回采工作面推进度及各类巷道掘进进度，本着以保证矿井正常生产时合理的采掘关系为原则，矿井达到设计生产能力450kt/a时，布置一个综掘面和一个普掘面。主要配备EBZ132掘进机、局部扇风机、带式输送机等设备。掘进工作面主要机械设备表见表。 掘进工作面主要机械设备表序号设备名称设备型号及规格单位数量备注1掘进机EBZ-132台12煤电钻MZS-12台23岩石电钻EZ-2.0台24探水钻ZDY-800台25转载机SZ台16锚杆锚索打眼安装机MQT-85C3台47帮锚杆打眼安装机MQTB-55/1.7C台48混凝土喷射机HPCV台19混凝土搅拌机安台110局部扇风机FBD-NO5.6/2×11台4九、矿井生产时采掘比例关系，矸石量预计矿井达到设计生产能力450kt/a时，共布置1个回采工作面，1个综掘工作面，1个普掘工作面，采掘比1：2。矿井生产时，预计井下矸石量为10kt/a。十、井巷总工程量及工期矿井移交生产时新增井巷工程6835m，其中煤巷4323m，占63%，岩巷2512m，占37%，硐室掘进体积2886m3。万吨掘进率为152m。设计建井总工期：15.2个月。十一、开采顺序根据开拓部署，先开采一采区，接着开采二采区、三采区，最后开采四采区。第四节 矿井主要生产系统及辅助系统一、运输系统原煤：回采工作面SGZ-730/160型刮板输送机运输顺槽SZB-730/40型刮板转载机DSJ80/35/40型可伸缩胶带输送机运输大巷DTL80/35/160型固定带式输送机主斜井带式输送机地面。掘进煤: SZ-I带式转载机DSJ80/35/40带式输送机运输大巷DTL80/35/160型固定带式输送机主斜井带式输送机地面。二、通风系统根据矿井所需的风量和负压，选用FBCDZ-8-19C，n=740r/min型轴流式通风机两台供本矿通风，配用电机功率2×75kW，风量范围为3785m3/s，负压范围为5872098Pa，两台风机一台工作，一台备用。新鲜风流:地面副立井(主斜井)轨道大巷 (皮带大巷)运输顺槽回采工作面。污浊风流:回采工作面回风顺槽回风大巷回风立井地面。三、 排水系统副立井井底设主排水泵房，矿井涌水经副立井井筒中的排水管路排至地面工业场地井下水处理站水池。 根据矿井的涌水量和排水高度，预选3台MD46-30型多级离心水泵。其主要技术参数：额定流量为46 m3/h，单级额定扬程为30m。正常涌水时所需水泵的工作台数：1台，备用水泵台数：1台，检修台数：1台。最大涌水量时所需水泵的工作台数：2台，检修台数：1台。副立井井筒敷设2趟排水管路。正常涌水时为1趟工作，1趟备用；最大涌水时为2趟同时工作。排水管选用108×4型无缝钢管，壁厚=4mm。吸水管选用133×4型无缝钢管，壁厚=4mm。允许吸水高度：4.22m根据矿井正常涌水及最大涌水时的涌水量，选用三台D4630×5型多级离心水泵，额定流量为46m3/h，额定扬程为150m；电机选用YB2型防爆电机，电压660V，功率37kW，转速2950r/min。可满足排水要求。水泵房与井下中央变电所相邻，井下三台主排水泵电源线路分别引自井下中央变电所660V母线段。水泵控制设备置于水泵房内，并在水泵房设置KJC型井下排水自动控制系统，用于监测水泵的运行状态。四、 出矸系统矸石系统工作制度与矿井一致。矿井矸石总量为13kt/a，其中矿井掘进矸石量为10 kt/a，手选矸石量为3 kt/a。手选矸石经过仓下防窜仓电动装车闸门装车，副井提出的矿井掘进矸石由高位翻车机装汽车，均运往位于主井工业场地西南侧约530m的排矸场地，场地位于一条自然冲沟内，占地面积1.0hm2；地形地貌为深沟，初期服务年限按5a考虑。堆放煤和煤矸石前，应对沟谷底部进行防渗处理。堆置方式为每隔100m围堰作坝，自下而上逐层堆置。矸石必须由沟底向上逐层铺起，每0.7m为一层，由推土机推平碾压后，覆盖约0.51.0m厚黄土层，并压实。当矸石推至一定高度后，及时覆盖黄土1.5m，对矸石山进行复垦，恢复植被，下部做引水涵洞，两侧修建排水渠。最后种植耐旱易活的树种进行绿化。五、 供电系统 （一）矿井供电电源：本矿井地处长治市壶关县，经集团公司与当地电力部门协商，在集团公司下属黄山煤矿建设35kV变电站1座，为周边煤矿供电。本次设计矿井2回10kV电源分别引自黄山35kV变电站不同10kV母线段，不再进行方案比选。黄山煤矿位于本矿西北方，距离该矿约6.5km左右，该矿已经批准建设1座35kV变电所，所内设2台12500kVA主变，35kV及10kV母线侧均采用单母线分段的接线方式，现该站已经开工建设。本矿双回路10kV供电电源线路，分别引自黄山35KV变电站10kV不同母线段，架空线路LGJ-185，钢筋混凝土门型杆架设，供电距离约6.5km。 （二）地面供配电：矿井10kV主变电所高/低压母线均采用单母线分段的接线方式，分别以2回10kV向副井10kV变电所、风井10kV变电所、井下主变电所、主井场地变压器供电，以2回380V电源向主斜井皮带、主斜井空气加热室、空压机房等负荷供电，以1回380V电源向单身宿舍。办公等负荷供电。副井10kV变电所高/低压母线均采用单母线分段的接线方式，分别以2回10kV向副井场地变压器供电，以2回380V向副立井提升机、副立井空气加热室、联合建筑等负荷供电，以单回380V向器材库、食堂、单身宿舍等三级负荷供电。风井场地10kV变电所低压侧采用单母线分段的接线方式，以2回380V电源向主通风机供电。1、防雷及接地矿井地面变压器380V低压侧中性点直接接地，接地装置的接地电阻不超过4，各低压配电点处设重复接地，接地装置的接地电阻值不超过4。所有电气设备正常不带电的金属外壳、铠装电缆的金属外皮，均可靠接零保护。根据建（构）筑物防雷设计规范规定，地面建（构）筑物按三类防雷建筑物设防，凡高度超过15m的建筑物设避雷带，防直击雷击保护，要求防雷冲击接地电阻值不超过30。地面变电所及重要建筑物要设防雷保护装置。在变电所高压母线上装设避雷器以防感应雷击，在变电所室外装避雷针以防直击雷，避雷针单独接地。变电所保护接地与工作接地共用接地极。接地装置为闭环式接地装置。为防止雷电波侵入井下，凡露出（入）井口的金属轨道、金属管路及铠装电缆的金属外皮，均需在出（入）井口附近，将金属体作不少于两处的可靠接地。2、工业场地及建筑物照明工业场地照明分为室内照明、场区照明。采用动照合一方式，以380/220V三相四线制系统供电，TN-C-S接地方式。道路照明选用高压钠灯、投光灯，电压为380/220V，由矿井10kV变电所低压系统供电，用路灯光电控制器集中控制。各建筑物照明电源引自各自的低压配电点，电压380/220V。各建筑物照明配电箱之后，PE线、N线严格分开使用，采用保护接PE 线方式。3、生产系统配电系统本设计均给出380V电源线路至地面生产系统等配电点。配电点低压配电柜用GGD型低压配电柜，通过二级配电点对生产系统的配电。在生产系统配电点，为现场安全生产服务的控制/ 信号系统电压采用220V。控制方式采作集中有闭锁和就地解锁两种控制方式。集中有闭锁方式用于正常生产，在此方式下，工艺流程中的各台设备按照“逆煤流起车、顺煤流停车”原则实现闭锁；就地解 （三）井下供配电1、井下负荷及井筒电缆选择 （1）井下电力负荷用电设备总台数：48台用电设备工作台数：45台用电设备总容量：1931.6kW用电设备工作容量：1834.6kW最大计算有功功率：1282.56kW最大计算无功功率：1376.97kvar最大计算视在功率：1881.75kVA （2）下井电缆选择两回10kV下井电缆引自主井工业场地矿井10kV主变电所10kV母线的不同母线段，沿主斜井井筒敷设至井下主变电所。用电负荷约为1881.75kVA，按经济电流密度计算导线截面：井下电缆的经济电流密度应该取J2A/ mm2，而矿井的最大工作电流In108.6A，则导线经济截面积A54.3mm2。为了保证电压质量及电缆机械强度要求，两回10kV下井电缆选用MYJV22 8.7/10 3×70mm2 600m。 按电压损失校验： 满足要求。式中：In电缆中负荷电流，A； L线路长度，km； R0、X0电缆线路单位长度的电阻和电抗，/km； UN额定电压，kV； cos、sin功率因素及与功率因数相对应的正弦值。两回路下井电缆，1回工作，1回备用，当1回发生故障时，另1回能满足井下全部负荷。2、井下变电所井下设主变电所，担负井下全部负荷，其2回10kV电源引自主井场地矿井10kV主变电所不同母线段，沿主斜井下井。该所10kV及0.