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南庄修改对照

山西陆合集团恒泰南庄煤业有限公司

矿井兼并重组整合项目初步设计安全专篇

 

存在问题与修改说明

 

山西安煤矿业设计工程有限公司

二○一一年九月

山西陆合集团恒泰南庄煤业有限公司

矿井兼并重组整合项目初步设计安全专篇存在问题与修改说明

一、第40页:

井筒特征表中前期回风斜井井筒净断面积为13.3m3,与前所附图中的净断面积17.3m3不相符。

已修改,详见P68

前期回风斜井:

该井筒倾角为14°,原斜长280m,净宽刷大到4.5m,净断面17.3m2,装备行人台阶,担负全矿井前期回风兼作矿井安全出口。

二、第42页叙述的2#煤厚度在0.8m左右不正确,应为平均厚度1.42m。

根据地质报告:

该矿井内2号煤层位于山西组的上部,上距K8砂岩底面0~13.8m,一般4~5m。

煤层厚度0.45~2.10m,平均1.42m,为中厚煤层。

但是现剩余储量根据钻孔资料,煤厚均在0.8m左右。

三、第43页回采工作面单体液压支柱中叙述选用DZ12-30/100支撑掩护式液压支架不正确,应为单体液压支柱。

已修改,详见P35

工作面支护采用DZ12-30/100型单体液压支柱。

四、第45页,矿井正常生产时的采掘比应为2:

4,以一井两面达到矿井的设计生产能力。

五、第36页计算的矿井服务年限为23.3年,而第66页主要技术经济指标表中矿井服务为24.42年,不一致。

已修改,详见P31。

矿井服务年限按下式计算:

T=Z/A·K

式中:

T——服务年限,a;

Z——设计可采储量,kt;

A——设计生产能力,kt/a;

K——储量备用系数,取1.40。

第一水平服务年限为:

T=17378.26/(1.4×1200)=10.3(a)。

六、第126页叙述的矿井采用锚杆规格为直径20mm,长2000mm的螺纹钢锚杆,与断面图中选用的直径18mm的不相符。

已修改,详见P95、P98、P106

回采工作面顺槽采用矩形断面,采用锚网带支护。

为了提高巷道支护的强度,采用锚索补强支护。

金属锚杆均采用Ф18mm钢筋树脂锚杆,长度2.0m,端头锚固。

锚杆间排距均为800mm。

并且配备了顶板离层仪、锚杆测力计等锚杆质量检测设备,对锚杆支护参数收集和分析,确保巷道的稳定性。

七、2#、3#煤采区巷道布置及机械配备图中采区井巷工程量汇总表中主斜井的支护全部为料石,实际为表土段为混凝土支护,基岩段位料石支护,应分清;另外表中叙述的井下主变电所、主排水泵房、水仓支护为锚喷支护,与137页叙述的不一致。

已修改,详见采区图。

八、9#煤层开拓平面图上为23个拐点坐标,应为22个。

本次设计已修改为只针对2、3号煤层,取消了9号煤的开拓。

九、十二章、十三章

1.第315页,矿设矿山救护队,救护队经国家煤矿安全监机构进行资质认证,取得合格证。

并按要求配备装备。

建议为辅助救护队。

另配备标准作为120万吨的矿井,应考虑足技术装备数量,不应用国家最低标准,数量显不足。

已修改,详见P302

一、矿山设立救护队的必要性

该矿井的矿山救护主要依托山西省临汾市矿山救护大队,已与该矿签定了救护协议合同;行车时间在30min以上。

本次设计矿井设置矿山辅助救护队,下设3个小队。

二、矿山救护队

1.矿山辅助救护小队人员配备

矿山辅助救护小队人员配备见表11-3-1。

表11-3-1矿山辅助救护小队人员配备表

队别

类别

小队长

副小队长

队员

合计

辅助救护队

3

3

21

27

2.矿山救护队设备配备

矿山辅助救护队最低限度的技术装备见表11-3-2。

矿山辅助救护队指战员个人最低限度装备见表11-3-3。

表11-3-2矿山救护队的技术装备

序号

名称

规格

单位

数量

备注

1

自动苏生器

4

2

干粉灭火器

40

3

风障

4m×4m

2

4

风障

6m×6m

2

5

呼吸器校验器

JD9

4

6

自救器气密检查仪

ZJ-2

2

7

一氧化碳检定器

MYJ

4

8

瓦斯检定器

10%,100%

4

9

呼吸器干燥装置

ZG1

2

10

自动苏生器专用校验仪

ZS1

2

11

防爆工具

2

12

两用锹

4

13

氧气充填泵

CT-250型

2

备有钉子

14

氧气瓶

40L

10

15

氧气瓶

2L

60

16

氧气瓶

1L

20

17

大绳

2

18

担架

4

19

保温毯

棉织

4

20

绝缘手套

2

21

氧气检定器

2

22

温度计

4

23

采气样工具

2

包括球胆4个

24

灾区电话

4

25

引路线

2000

26

铜顶斧

4

27

矿工斧

4

28

刀锯

4

29

起钉器

4

30

手表

4

队长每人1块

31

电工工具

2

32

氢氧化钙

t

2

表11-3-3矿山救护队指战员个人装备

序号

名称

规格

单位

数量

备注

1

4h氧气呼吸器

正压呼吸器

2

2

自救器

压缩氧

3

3

企业消防服装

公安消防服装

2

4

战斗服

带反光标志

2

5

劳动保护用品

按规定执行

2

 救护装备需专人管理,保持库房清净卫生,设备存放整齐,严格领用制度,同时,矿方应对生产职工定期进行救护知识培训,以提高职工自救和互救能力。

三、自救器及安检仪器配备

为了提高矿工的自身安全性,所有下井人员一律配带自救器。

为保证安全生产,矿井设置了完善的安全生产监测系统,并配备了必要的安检仪器。

四、在变电所的东侧,设有矿井紧急避难硐室。

井下设移动式救生舱。

五、此外为进一步加强应急救援管理,提高矿山应急救援综合技术能力。

应该由专门领导组织进行灾变演练。

2.后附救护协议过期,需重签。

3.第319页第一行AZL-60,应是过滤式自救器,不是隔离式。

已修改,详见P306。

矿井属低瓦斯矿井,所有井下人员配备了AZY-30压缩氧自救器,以实现自我救护,减轻事故的危害性。

数量根据井下人员数量的1.1倍确定,共340个。

4.第328页,对新工人培训管理不明确,没有说明持证上岗。

补充必须是经有资质的培训机构培训合格,取得安全资格证、操作资格证方可上岗。

已修改,详见P328

生产经营单位实施新工艺、新技术或使用新设备、新材料时应对从业人员进行有针对性的安全生产教育培训,经有资质的培训机构培训合格,取得安全资格证、操作资格证方可持证上岗。

5.第331页,第八、九第十条最后一段内容部分与矿井无关,删掉。

已去掉

十、瓦斯灾害防治

1.第146页第6)条瓦斯排放;长期停掘的巷道,瓦斯排放应按瓦斯排放分级管理标准执行,不能按超限或不超限一概而论。

如瓦斯浓度不超过3%时,排放瓦斯由通风部门的领导提出措施,指定通风对的队干(或班长)进行排放。

超过3%应制定排放措施,经矿技术负责人批准,由矿通风部门的领导现场指挥进行排放。

排除封闭区、情况不明的巷道、联通已采区、老空区、火区等处的瓦斯时,由矿提出书面措施报煤矿企业集团(公司)、县级以上安全生产监督管理机构审批,由矿技术负责人组织人员现场指挥,矿山救护队协助排放。

已修改,详见P116。

长期停掘的巷道,在其巷口已构筑了密闭墙,内部积聚的瓦斯较多。

瓦斯浓度不超过3%时,排放瓦斯由通风部门的领导提出措施,指定通风队的队干(或班长)进行排放。

超过3%应制定排放措施,经矿技术负责人批准,由矿通风部门的领导现场指挥进行排放。

排除封闭区、情况不明的巷道、联通已采区、火区等处的瓦斯时,由矿提出书面措施报煤矿企业集团、县级以上安全生产监督管理机构审批,由矿技术负责人组织人员现场指挥,矿山救护队协助排放。

2.第151页第一行“开好风水炮弹”,不明白意思,应按设计述语。

已去掉,详见P121

要加强工作面巡回检查,密切注意老顶初次来压或周期来压过程中,工作面瓦斯涌出量情况,防止工作面上隅角瓦斯超限,机尾后必须吊好风障。

3.第153也第3)项监测方面的措施第(3)条防火检测时间间隔要求间隔:

工作面上隅角不大于3天;采空区回风侧防火墙不大于7天。

时间间隔比较长,应改为每天一次。

已修改,详见P124

防火检测时间间隔:

盘区进、回风流、工作面采空区上隅角、采空区回风侧防火墙等处每天一次。

4.第158也第(20)条,瓦斯等级鉴定每年必须由国家授权的权威部进行没有必要,应该是煤炭企业组织鉴定或委托有资质的单位都矿业。

已修改,详见P128

每年煤炭企业组织鉴定或委托有资质的单位对矿井进行瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定,报有关部门备案,矿方同时组织相关人员准备上报材料并存档。

5.第160页矿井瓦斯及其它气体检测仪表、设备表中仪器名称不规范。

如光学瓦斯检定器、一氧化碳检定器等应改为光学瓦斯检测仪、一氧化碳检测报警仪。

且光学瓦斯测定器数量为120台,配备数量过多,应根据瓦检路线、检查班次及一定备用量核算。

已修改,详见131

矿井瓦斯等气体检测类仪器

序号

名称

型号

单位

数量

备注

1

光学瓦斯检测仪

GTWJ-1A

40

CH40%-10%

2

光学瓦斯检测仪

GWJ-2

8

CH40%-100%

3

瓦斯检定器校正仪

WZX-2

1

4

便携式瓦斯检测报警仪

GCBA

120

 

5

充电器

CDQ-92

60

 

6

多种气体鉴定仪

DQJ-50

1

 

7

瓦斯报警矿灯

KSWF(A)

120

7

一氧化碳检测报警仪

AT2

40

 

8

风电瓦斯闭锁装置

FDZB-1A

2

 

9

矿用隔爆型电缆硫化热补器

BAR2-127/1.4

1

 

10

采煤机瓦斯断电控制仪

AQD-1

2

其中备用一台

11

掘进机瓦斯断电控制仪

AQD-1

4

其中备用两台

12

标准气体配气装置

ZP-1

1

十一、矿井通风

1.第165页回采工作面风量计算,井下布置综采、普采各一个,应分综采、普采计算采面风量,而不应分煤层计算风量。

且普采应增加按炸药量计算需风量。

已修改,详见P134

2.第164页,掘进工作面风量按瓦斯涌出量计算,绝对瓦斯涌出量计算有误,取值与采面公式、数值一样(但结果不一样)。

已修改,详见P134-P135

3.掘进工作面局扇选用2*45KW,是否有必要,应进一步说明。

已修改,详见P136及采区图等相关内容。

FBDNo6.0/2×15型局部通风机。

4.矿井通风困难时期风量为7200m3/min,通风阻力为2601Pa。

通风阻力大于煤矿井工开采条件AQ1028-2006的规定(通风阻力应低于2500pa以下)。

建议对阻力大的巷道增大断面或调整风量,达到降低局部阻力目的。

如:

两段轨道巷风速分别为6.17m/s、4.92m/s,负压分别达418pa和661pa,占到矿井阻力41%以上。

已修改详见通风负压表。

5.矿井容易、困难时期反风的主扇风叶角度与前面容易、困难时期的角度不一致。

已修改,详见P145页

初期F1:

Q1=81m3/s,H1=1050Pa,η1=58%,叶片安装角度39°/27°;

后期F2:

Q2=72m3/s,H2=2150Pa,η2=65%,叶片安装角度45°/33°;

风机扩散塔内装有消音装置,以降低噪音对环境的污染。

6.通风图纸方面:

①通风系统平面图未按比例绘制,且没有分煤层绘制通风系统。

缺通风系统立体示意图。

②主要进回井、进回巷未标注巷道长度。

③通风系统平面掘进工作面回风调节没有图列说明,代表什么设施未说明,且掘进工作面未标注局扇安装位置。

④通风系统图上标注局扇功率为2*30KW和2*5.5KW,与专篇不符。

⑤困难时期通风系统平面图中二采区轨道巷、胶带巷标注成一条巷道。

已修改,详见通风相关图纸。

十二、第六章粉尘灾害防治

1.第178页第5行,“二气化硅”,打印错误。

第182页第5条多“奖惩”两字。

已修改,详见P150

粉尘中的游离二氧化硅(不与其他元素化合物结合在一起的二氧化硅)含量越高,发病时间越短,病变发展越快,危害越大。

2.第182页第(3)条消除落尘运输巷道每隔50米预留管口接管,应明确胶带运输巷。

已修改,详见P153

主要是冲洗巷壁、清扫和粉刷巷道,要求井下定期测定风流中的矿尘量,利用消防洒水管网胶带运输巷道每隔50其余巷道每隔100m预留的管口接管,定期清扫和冲洗巷道帮顶、支架和设备表面上的煤尘,清除巷道和转载点处的浮煤。

4.第186页煤层注水参数确定,钻孔长度为200-300m,但后面实际工作面120-180m,钻孔长度应比工作面短,应规定不小于工作面长度的2/3.

已修改,详见P157

根据2、3号煤层节理发育情况、工作面长度、注水钻机能力,确定单向钻孔长度分别为100-160m。

钻机选用ZYJ-1000/135、22kW钻机,钻孔直径65-113mm,钻孔间距20m,钻孔平行于回采工作面布置,钻孔倾角与煤层倾角基本一致。

5.(第187页-188页)煤体注水单孔注水时间计算。

应分2#煤注水量与3#煤注水量相加除以单台注水泵流量,与实际不符(两天注水泵),也没有必要加到一块计算。

已修改,详见P158-P159

2)单孔注水量

①2号煤钻孔注水量按下式计算:

Q=BLMV(W1-W2)K

式中:

Q――一个钻孔注水量,m3;

B――孔间距,20m;

L――工作面长度,120m;

M――煤层厚度,0.8m;

V――煤容重,1.32t/m3;

W1――注水后要求达到的水份,取4%;

W2――煤层原有水份,1.22%;

K――水的漏失和注水不均匀系数,取1.5。

则Q=20×120×0.8×1.32×(4%-1.22%)×1.5=106m3

②3号煤钻孔注水量按下式计算:

Q=BLMV(W1-W2)K

式中:

Q――一个钻孔注水量,m3;

B――孔间距,20m;

L――工作面长度,180m;

M――煤层厚度,1.97m;

V――煤容重,1.32t/m3;

W1――注水后要求达到的水份,取4%;

W2――煤层原有水份,0.84%;

K――水的漏失和注水不均匀系数,取1.5。

则Q=20×180×1.97×1.32×(4%-0.84%)×1.5=390m3

(3)矿井日注水量

2号煤层注水量按下式计算:

Q日=K1G(W1-W2)

式中:

Q日――矿井日注水量,m3/d;

K1――注水系数,取1.5;

G――计划注水回采工作面日产量,752t/d;

则Q日=1.5×752×(4%-1.22%)=31.4m3

3号煤层注水量按下式计算:

Q日=K1G(W1-W2)

式中:

Q日――矿井日注水量,m3/d;

K1――注水系数,取1.5;

G――计划注水回采工作面日产量,752t/d;

则Q日=1.5×2722×(4%-0.84%)=129m3

(4)注水流量(或注水速度)与注水时间

本次设计采用动压注水,所选注水泵型号5D-2/150,注水流量2m3/h,故:

2号煤注水时间为:

=31.4/2=15.7h

3号煤注水时间为:

=129/2=64.5h

式中:

T—注水时间,h;

Q—钻孔注水量,m3;

V—注水流量,m3/h;

注水时间为钻孔开始注水至煤体全面湿润为止。

注水煤体全面湿润标志为湿润范围内煤层壁出现无效的“出汗”渗水,注水时间通常为10天左右。

6.井下消防洒水系统中没有各地点用水量的计算。

已修改,详见P48

井下降、除尘用水量计算表

序号

用水项目

用水量(l/s)

用水时间(h)

水压(Mpa)

日用水量(m3/d)

备注

1

采煤机

4.20

10.00

0.40

151.20

 

2

移架喷雾

0.30

12.00

2.00

12.96

 

3

溜煤眼喷雾

1.10

12.00

2.00

47.52

3处

4

防尘用喷雾装置

0.15

12.00

0.40

51.84

8处

5

风流净化水幕

0.10

16.00

0.40

138.24

24处

6

掘进机喷雾

2.30

10.00

0.40

82.80

 

7

湿式凿岩机

0.10

10.00

0.30

3.60

 

8

混凝土搅拌机

0.50

5.00

0.10

9.00

 

9

冲洗巷道给水栓DN50

0.80

6.00

0.30

17.28

取10个

10

煤层注水

20-35l/t

16.00

0.40

145.45

取30l/t

11

装煤前冲洗及洒水

0.50

2.00

0.40

3.60

 

12

装岩前冲洗及洒水

0.50

2.00

0.40

3.60

 

13

锚喷前冲洗

0.50

2.00

0.40

3.60

 

14

采区喷雾

0.15

8.00

2.00

4.32

 

小计

 

 

 

 

674.93

 

合计

富裕系数取1.25

843.66

 

7.第197页水棚管理,40L的水袋实际盛水实际盛水量不得小于39L,标准不能随意降低,应不小于40L。

已修改,详见P172

水棚区布置有上水管接头,备有上水软管。

损坏的水棚必须及时更换,随时补充。

十三、第一章

1.P26设计概况中应增加“矿井地质、构造、煤层等相关内容”,或者““矿井地质、构造、煤层等相关内容”详见第三章第一节;

已修改,详见P27

矿井地质、构造、煤层等相关内容详见第二章第一节

2.P31“四、井田开拓与开采”中只阐述初设批准的2#、3#煤层及相关内容,其他不赘述;

已修改,详见P28-P35

3.P33在矿井储量计算时,在说明所有煤层资源量、工业、设计、可采储量的同时,还应具体说明本次批准开采煤层的各种储量情况和服务年限;

已修改,详见P29-P31

4.P42-44中采掘装备配备表建议采用“基安达矿的汇总表格式”;

已修改,详见P78、P82.

十四、第八章

1.P124矿井水文地质条件类型和开采2#、3#煤层时的狂进正常和最大涌水量应采用批准矿井地质报告中的数据;

已修改,详见P210

综上所述,按国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局新颁发的“矿井防治水规定”评价,考虑到由于该矿存在采空区积水,威胁今后安全生产,存在隐患,故本井田各煤层矿井水文地质类型均评价为中等型。

矿井3号煤层开采,当生产达能力1.2Mt/a时,开采末期矿井正常涌水量在68m3/h左右,最大涌水量合计113m3/h左右。

2.P223采空区积水不影响到2#、3#煤层开采的不叙述,另,本页最后一行叙述错误,需改正;

已修改,详见P209

3.矿井采空区积水应对被整合矿井的积水情况进行叙述并列表(参考基安达矿)

已修改,详见P210

4.P240“七、放水闸门”中叙述2#煤层水文地质条件为简单不对,应改为中等;

已修改为中等。

5.P241排水管直径计算为0.166m,应选直径为0.168m或者0.219m,一般没有直径0.180m的管径;

已修改,详见P38、P230页

排水管选用Φ219×6.0mm和Φ159×6mm(长度各235m),吸水管选用Φ245×7mm无缝钢管。

排水管沿副斜井敷设2趟至地面沉淀池。

正常涌水时为1趟工作,1趟备用;最大涌水时为2趟工作。

6.矿井排水系统中未考虑应急排水系统,已解决因探放上层和本煤层采空区积水导致矿井涌水量的增加部分的排放;

已考虑,详见P234页

选用ZQ540-100/2-220/S型潜水泵一台,水泵扬程为H=100m,额定流量Q=540m3/h,配用电机型号为YZQ42/4-220型潜水泵电动机,额定功率Ne=220kW,额定转速ne=1470r/min;一个潜水井放一台ZQ540-100/2-220/S型潜水泵,潜水泵并联运行,排水管路选用一趟φ273×8无缝钢管。

十五、防水审查意见

1、缺井筒位置标高与其最高洪水位之间的关系。

已修改,详见P70

跟据调查工业广场主、副、风井井筒标高(最低为+1094.00)均位于最高洪水位(+1090.4m)线以上,一般不受洪水的影响,但提醒业主,要对排洪沟及时清淤泥,以防洪水袭击,造成水害。

2、依据增加:

国家及山西省关于煤炭相关的法律、标准、规定等

已修改,详见P21

3、第33页6号“资源/储量”应为“保有资源/储量”。

本专篇主要针对2、3号煤层,保有储量需要单列并计算其服务年限。

已修改,详见P29-P31。

4、全井田划分为二个主要生产水平和一个铺助生产水平,但没有叙述水平与煤层的关系。

已修改,详见P33

上组煤主要生产水平标高为+1061m(一水平),服务于2、3号煤层,采用联合布置,同时开采。

5、第100页含煤性没有描述可采含煤系数。

已修改,详见P63。

6、第三章;第一节缺煤层顶底板岩石力学性质描述;第二节矿井主要灾害因素及安全条件缺水灾(主要为采空区积水影响)。

已修改,详见P67

7、第140页安全出口没有对井底水仓安全出口描述。

已修改,详见P109

8、第141页矿山压力及地质测量类仪表中:

用全站仪代替光学经纬仪。

已修改,详见P110

矿山压力及地质测量仪器一览表

序号

设备器材名称

型号

单位

数量

备注

1

圆图压力记录仪

YTL-610

48

2

液压支架压力下缩自记仪

YSZ-1

48

3

顶板动态仪

KY-82

4

4

顶板离层指示测试仪

LBY-3

30

5

测枪

BHS-10

3

6

液压枕

YZ系列

30

7

钻孔油枕应力计

HCZ

10

8

超声波围岩裂隙探测仪

CT-2

3

9

全站仪

FTS-500

1

10

水准仪

DS1

1

11

水准仪

DS3-2

3

12

地质罗盘

CKX-1

3

9、矿井涌水量没有考虑到采空区积水对矿井涌水量的影响(主要为探放水时的出水量)。

已修改,详见P234

10、第223页采空区积水:

2号煤层没有描述采空区积水范围;经计算,9号煤层采动时受6号煤层局部采空区积水影响,专篇说法不对。

已修改,详见P210

11

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