煤矿初步设计 - 图文

矿井兼并重组整合项目初步设计变更 前 言

一、山西泽州天泰和瑞煤业有限公司矿井资源整合的核准文件，参与资源整合各矿井名称及隶属关系，资源整合后矿名及隶属关系

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】39号文件《关于晋城市泽州县煤矿企业兼并重组整合方案的批复》，山西泽州天泰和瑞煤业有限公司为单独保留矿井，矿井生产能力由210kt/a提升至450kt/a，矿区面积不发生变化，井田面积1.244km2，批准开采3号煤层，行政区划属泽州县下村镇管辖。兼并重组后矿井名称为山西泽州天泰和瑞煤业有限公司，兼并重组后属于山西泽州天泰煤业股份公司。

2012年7月16日由山西省国土资源厅对该矿换发了采矿许可证，证号为C1400002009111220043330，生产规模为450kt/a，矿区面积为1.2435km2，批采3号煤层。

2010年，山西泽州天泰和瑞煤业有限公司委托晋城煤炭规划设计院编制了《山西泽州天泰和瑞煤业有限公司兼并重组整合项目初步设计（修改版）》，晋城市煤炭工业局以晋市煤局规字【2010】188号文对该初步设计进行了批复；山西煤矿安全监察局晋城分局晋煤监局字【2010】66号文对《山西泽州天泰和瑞煤业有限公司兼并重组整合矿井初步设计安全专篇（修改版）》进行了批复。晋城市煤炭工业局以晋市煤局规字【2010】599号对《山西泽州天泰和瑞煤业有限公司兼并重组整合项目开工建设》进行了批复。

开工建设后，由于新增轨道大巷布置、首采区工作面布置及矿井轨道暗斜井辅助运输方式等原因，该矿委托我院编制完成了《山西泽州天泰和瑞煤业有限公司兼并重组整合项目初步设计（修改版II）》。2011年5月，晋城市煤炭工业局以晋市煤局便字【2011】254号文对该初步设计变更进行了批复。

为了进一步优化回风立井、工作面布置等，我院受山西泽州天泰和瑞煤业有限公司委托编制完成了《山西泽州天泰和瑞煤业有限公司兼并重组整合

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矿井兼并重组整合项目初步设计变更 项目初步设计（修改版II）变更说明》。2012年7月，晋城市煤炭工业局以晋市煤局安字【2012】802号文对该初步设计变更进行了批复。山西煤矿安全监察局晋城分局晋煤监局字【2012】92号文对《山西泽州天泰和瑞煤业有限公司兼并重组整合矿井初步设计安全专篇变更（修改版）》进行了批复。

矿方在基建过程中，结合已形成的井巷工程、土建工程和机电设备招标采购情况，同时，为了满足煤炭行业新政策、新标准及各专项设计等要求，该矿委托我院编制《山西泽州天泰和瑞煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计变更》，对初步设计进行变更。

二、矿井建设进展情况

山西泽州天泰和瑞煤业有限公司于2014年7月底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6月底矿井一至三期矿建工程、安全设施建设已基本完成，3101首采工作面已掘成，具体情况如下：

1、已完工程

一期工程：新掘回风立井，主立井、副立井扩掘工程施工；

二期工程：井底车场及主要硐室（井底煤仓、中央变电所、中央水泵房、主副水仓、管子道、消防材料库、永久避难硐室、暗斜井绞车硐室），运输大巷，轨道大巷，回风大巷等工程。

三期工程：首采工作面顺槽、切眼等工程。

2、剩余工程：采区运输巷70m；采区轨道巷70m；采区回风巷80m；3102接替工作面顺槽掘进工程。

（二）土建工程进展情况

该矿截止2014年6月底矿井地面土建工程已完工。 （三）机电安装工程进展情况

该矿截止2014年6月底矿井机电安装工程已完工。

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矿井兼并重组整合项目初步设计变更 结合以上剩余工程量，预计剩余工期为2个月。 三、编制设计的依据

1、《山西泽州天泰和瑞煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计变更》的设计委托书。

2、山西省国土资源厅2012年7月换发的证号为C1400002009111220043330采矿许可证；

3、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】39号文件《关于晋城市泽州县煤矿企业兼并重组整合方案的批复》；

4、山西省煤炭工业厅晋煤办基发【2009】83号文件《关于加快兼并重组整合煤矿改造建设工作的安排意见》；

5、山西省煤炭工业厅晋煤瓦发【2010】147号文件《关于山西泽州天泰和瑞煤业有限公司瓦斯抽放工程设计的批复》；

6、晋城市煤炭工业局以晋市煤局规字【2010】286号文件《山西晋城和瑞煤业有限公司资源整合矿井地质报告的批复》；

7、晋城市煤炭工业局以晋市煤局规字【2010】188号文件《山西泽州天泰和瑞煤业有限公司兼并重组整合矿井初步设计的批复》；

8、山西煤矿安全监察局晋城分局晋煤监局字【2010】66号文件《山西泽州天泰和瑞煤业有限公司兼并重组整合矿井初步设计安全专篇的批复》；

9、晋城市煤炭工业局以晋市煤局规字【2010】599号件《山西泽州天泰和瑞煤业有限公司兼并重组整合项目开工建设的批复》；

10、晋城市煤炭工业局以晋市煤局综字【2011】679号件《晋城市煤炭工业局关于山西泽州天泰和瑞煤业有限公司3号煤层瓦斯涌出量预测的批复》；

11、晋城市煤炭工业局以晋市煤局安字【2011】254号文件《山西泽州天泰和瑞煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计变更的批复》；

12、晋城市煤炭工业局以晋市煤局安字【2012】802号文件《山西泽州

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矿井兼并重组整合项目初步设计变更 天泰和瑞煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计（修改版II）变更的批复》；

13、山西煤矿安全监察局晋城监察分局文件晋煤监局字【2012】92号文件《关于山西泽州天泰和瑞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（修改版）的批复》；

14、山西省地质矿产研究院编制的煤尘爆炸性鉴定报告，编号：晋煤监检[2012]0604-MB-E1963；

15、山西省地质矿产研究院编制的煤自然倾向性鉴定报告，编号：晋煤监检[2012]0604-MR-E1963；

16、国家现行有关煤炭工业的规程、规范和技术政策，现行相关产业技术政策和规定。

四、变更前后对照表

序号 1 本次变更设计前 轨道暗斜井倾角18o，长度100m 本次变更设计后 轨道暗斜井倾角19o，长度85m 变更理由 受断层影响，施工过程中调整 2 矿井移交生产时，新增井巷工程矿井移交生产时，新增井巷工程总长度5455.4m，其中煤巷总长度4471m，其中煤巷3923m，4911.4m，万吨掘进率121.23m。 万吨掘进率99.36m。新增掘进总井巷新增掘进总体积59151.06 体积43303m3。 m3。 过渡支架采用ZFG3200/16/24型过渡支架采用ZF3200/16/24型支架，乳化液泵站采用 支架，乳化液泵站采用 根据三机配套 MRB125/31.5C型。 BRW200/31.5型。 矿井通风总配风量为64 m3/s，矿井容易时期最大负压为1305.62Pa，困难时期最大负压为1966.34Pa；矿井容易时期等积孔为2.11m2，矿井困难时期等积孔为1.72m2。 矿井通风总配风量为64 m3/s，矿井容易时期最大负压为1284.69Pa，困难时期最大负压为1919.12Pa；矿井容易时期等积孔为2.12m2，矿井困难时期等积孔为1.74m2。 3 4 调整采区巷长度，重新计算

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矿井兼并重组整合项目初步设计变更 序号 5 本次变更设计前 本次变更设计后 变更理由 6 7 运输暗斜井装备1部DSJ80/30/55型带式输送机，运输距离长130m，倾角18°，运运输大巷采用一部DTL80/30/2×量300t/h，电机功率55kW。 75型带式输送机：运量300t/h， 运输大巷装备1部DSJ80/30/2P=75kW×2 ×55型带式输送机，运输距离 长610m，倾角2～3°，平均2.5°，运量300t/h，电机功率2×55kW。 辅助运输设备： 辅助运输设备： 1、轨道大巷为JD-2.5型调度绞1、 轨道大巷为JD-1型调度绞车 车 2、 轨道暗斜井为JYB-1.2防爆提2、轨道暗斜井为JTPB-1.2×升绞车 1.0P防爆提升绞车 3、 采区轨道巷为JD-1型调度绞3、采区轨道巷为JD-1.6型调度车 绞车 4、 回风顺槽为JD-1型调度绞车 4、回风顺槽为JD-1.6型调度绞车 主立井提升机电控型号为2JK-2.5×1.5/11.5型绞车配套电控 变更后为ZTKG-PLC-BPL型变频电控 考虑运行维护，本次变更为倾角18°的暗斜井和近水平的运输大巷采用两部带式输送机运输。 考虑井下大巷局部坡度较大，辅助运输设备经计算后重新确定， 轨道暗斜井实际招标型号与原设计不一致，参数不变，满足要求。 订购型号变化，参数和功能不变，满足要求。 8 9 主立井井底煤仓给煤机为K-3型，GMW-3型给煤机，功率7.5kW 订购型号变化，参数不变 功率7.5kW 副立井提升机实际招标购买型号为2JK-3×1.5型，电控型号为JKB/JBP-NT型电控，其他参数不变。 副立井提升设备选用2JK-3/31.5型双滚筒提升机，功率280kW，10 电压6kV，电控系统选用KTJ-P型电控设备。 订购型号变化，参数和功能不变，满足要求。 主要通风机选用FBCDZ-6-№19B订购型号变化，参数不FBCDZ№19型，电机功率2×11 型，电机功率2×185kW，一台工变。矿井所需风量不变，185kW，一台工作，一台备用。 作，一台备用。 满足要求。 采区排水设备为两台MD46-30×6312 型水泵，额定流量46m/h，额定扬程180m，功率45kW 选用2台FHOG210A型单螺杆风冷式空气压缩机，单台额定排气量26m3/min，额定排气压力13 0.85MPa，配用电机功率160kW，电压等级380V。1台工作，1台完好备用。

矿方实际招标购买为三台MD46-30×7型水泵，额定流量346m/h，额定扬程210m，功率45kW 矿方实际购买2台ERC-200SAL型空压机，参数不变。在轨道大巷和采区轨道巷增加Φ108×4的无缝钢管1100m，在回风大巷和采区回风巷增加Φ108×4的无缝钢管1400m，在辅助进风巷和辅助回风巷铺设Φ68×3的无缝钢管1600m用来抢险救灾。 5

根据《山西省煤矿建设标准》要求变更 空压机实际订购型号变化，参数不变。 另外根据新的“六大系统”要求，在所有避灾线路上增设压风管路

矿井兼并重组整合项目初步设计变更 序号 本次变更设计前 本次变更设计后 变更理由 1、原煤经蓖条筛和3YA-1545三层直线振动筛（已有振动筛，1、筛分楼设ZSG2-1845双层振动改为一层，φ=13mm，P=15kW）筛和ZSG-1845单层振动筛两次分为+50mm，13~50mm小块和筛分，将原煤分为+100mm大块、0~13mm末煤，+50mm经拣矸50~100mm中块、13～50mm小块后进入大块斜坡仓存放，以及-13mm末煤四个品种。大块、13~50mm小块经拣矸后运至块14 中块和小块经转载带式输送机进根据环保要求系统优化 煤封闭储煤棚，拣出的矸石经矸入各自的储煤场存放，末煤经转石带式输送机运至矸石池。末煤载带式输送机进入筒仓存放。 经带式输送机运至筒仓存放， 2、储煤场容量为6000t，每个筒2、末煤筒仓容量3000t，小块封仓容量为1000t，总容量8000t，闭储煤棚容量3000t，大块斜坡缓冲生产天数为5.8天 仓容量50t，总容量6050t，缓冲天数4.4天，满足要求。 全矿负荷情况： 全矿用电设备总台数：72台 用电设备工作总台数：58台 用电设备总容量：4625.60kW 15 用电设备工作容量：3668.00kW 全矿最大负荷有功功率：2417.83kW 全矿最大负荷无功功率：2221.82kVar 一回路引自矿井工业场地东南方向的丹凤35kV变电站870、10kV母线段，供电距离1km，导线型号为LGJ-185型钢芯铝绞线；另16 一回路引自矿井工业场地南方的下村110kV变电所575、10kV母线段，供电距离5km，导线型号LGJ-185型钢芯铝绞线。 17 主副井绞车配电S9-800/10 10/6.3型油浸式变压器 全矿负荷情况： 用电设备总台数：94台 用电设备工作总台数：71台 用电设备总容量：5422.70kW 用电设备工作容量：4003.10kW 结合其它专业变化后的全矿最大负荷有功功率：负荷进行变更。 2604.60kW 补偿无功容量：1900 kvar 补偿后全矿最大负荷无功功率：564.79kvar 该矿双回路电源一回路引自丹凤35kV变电站870、10kV母线段，供电距离1.3km，导线型号为JKLGYJ-185 型钢芯铝绞线；重新签订了高压供电合另一回路引自大阳35kV变电站同。 860、10kV母线，架空导线选择LGJ-185型钢芯铝绞线，供电距离4.3km。 S11-800/10 10/6.3型油浸式变压器 矿井安全监控系统：KJF2000N型 井下作业人员管理系统：KJ222（A）型 煤炭产量监控装置：KJ219型 装备了更加节能的变压器 按专项设计变更，分站、传感器的布置变化，新增避难硐室监控 按专项设计变更 18 矿井安全监控系统：KJ120N型 井下作业人员管理系统：KJ122型 煤炭产量监控装置：DT-KC2000型 19 20 按专项设计变更

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矿井兼并重组整合项目初步设计变更 序号 本次变更设计前 本次变更设计后 通讯联络系统装备：SH-3000DS矿用程控通讯系统，容量300门。 ②KT162矿用无线通讯系统。 ③KTK113煤矿井下数字广播系统。 变更理由 21 通讯联络系统装备：HJK-120型数字程控交换机 按专项设计变更 工业建（构）筑物总面积为工业建（构）筑物总面积为6002.57m2，其中新建建筑面积3395.28m2，其中新建建筑面积为为4787.01m2。工业建（构）筑2179.72m2。工业建（构）筑物总物总体积为：41467.54 m3, 其中体积为：22453.80 m3, 其中新建建新建建筑体积为36278.39m3。筑体积为17264.65m3。新建带式新建带式输送机栈桥长度：22 输送机栈桥长度为124m； 247m； 行政、公共建筑总面积为行政、公共建筑总面积为4554.48m2，其中新建建筑面积为5196m2，其中新建建筑面积为1970.40m2。工业场地行政、公共2611.92m2。工业场地行政、公建筑总体积为15029.81m3，其中共建筑总体积为18216.96m3，新建建筑体积为6502.32m3。 其中新建建筑体积为9689.47m3。 矿井水处理设备：原设计采用一体化净水器混凝、沉淀、过滤工23 艺，一体化净水器型号为ZNYG-10型，两台。 污水处理系统：原设计生活污水处理系统处理工艺采用二级24 生物法—深度处理，处理后水质达到中水回用标准，处理能力10m3/h。 矿井水处理设备： FA-30型全考虑后期涌水量有增加自动净水器两台，单台处理量的可能，提高安全系数，30 m3/h，最大处理能力1440 增大水处理能力 m3/d。 污水处理系统：采用生物接触氧化系列，工艺采用较为成熟的“A/O”二级生化处理的工艺。处理能力为10m3/h。 地面供水设施： ⑴地面消防水池1座：V＝300m3(圆形钢筋砼，D=10m，H=4m)； ⑵静压水池1座：V＝300m3(圆形钢筋砼，D=10m，H=4m)； ⑶备用水池1座：V＝200m3(圆形钢筋砼，D=8m，H=4m)； ⑷加压泵房水池1座：V＝9.0m×6.0m×3.6m； 根据环保要求 原设计地面供水设施： ⑴地面清水水池1座：V＝300m3(圆形钢筋砼，D=10m，25 H=4m)； ⑵加压泵房水池1座：V＝9.0m×6.0m×3.6m； 考虑分水质供水，增加静压水池及其备用水池

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矿井兼并重组整合项目初步设计变更 序号 本次变更设计前 本次变更设计后 变更理由 建筑物尺寸发生变更，建筑物采暖热负荷变化；井筒防冻计算参数选用最新规范数据，室外计算温度变化，井筒防冻热负荷变化。 全矿井热负荷为： 1.工业场地建筑物热负荷：Q1=105.81×104W 2.浴室洗澡用热负荷：Q3=26.56×104W 3.井筒空气加热热负荷：Q4=174.49×104W 总计Q=306.86×104W 井筒防冻设备：⑴主立井井井筒防冻设备：原设计在主筒防冻计算耗热量为立井热风炉房内设矿用立式热风83.50×104W ，设计算用炉1台，型号为JRF-150，额定供SJK-25/60/2.0-Q两台，总计额热量为150万大卡，满足主立井定供热量为129.2×104W，满足井口防冻需求。 27 主立井井口防冻需求。 在副立井空气加热室内设蒸⑵副立井井筒防冻计算耗汽型热风机组1台，型号为热量为94.63×104W ，设计算用KRFJ-25/40/5.5-Z，额定供热量为SJK-25/60/2.5-Q两台，总计额1425000W，满足副立井井口防冻定供热量为169.47×104W，满足需求。 副立井井口防冻需求。 锅炉房设备：原设计在主井工业场地内利用已有锅炉房2座，一号锅炉房内一台炉型号为锅炉房设备：变更后在工业SZL1.4-1.25-95/70-AⅡ常压热水场地内布置一座锅炉房，锅炉房锅，额定供热量为140×104W。二内新增两台锅炉，型号分别为号锅炉房内一台型号为DZL6-1.25AⅡ，一台，额定供DZL1-1.0-AⅢ蒸汽锅炉,额定蒸汽热量420×104W，用于满足冬季供应量为1t/h,折合供热量28 井筒防冻及建筑物采暖热负荷，70×104W，满足浴室用热需要，锅仅采暖期运行； 炉全年运行。 SZL1.4-1.25-95/70-AⅡ型一台，在副井工业场地内新建锅炉额定供热量140×104W，用于满房1座，锅炉房内布置一台蒸汽足浴室用热，全年运行。 锅炉，型号为DZL2-1.25-AⅢ，额 定供热量140×104W，用于满足副立井防冻用热需要，锅炉仅冬季运行。 本次设计变更后总造价为21434.29万元。其中：井巷工程投资为5531.05万元；土建工程原设计矿井兼并重组整合项目初投资为3134.37万元；设备及工29 步设计批复总造价为：器具购置投资为7335.08万元；9401.99+392=9793.99万元。 安装工程投资为2387.78万元；工程建设其它费用投资为1810.16万元，基本预备费投资为1235.85万元。 原设计全矿井热负荷分别为： 1.工业场地建筑物热负荷：Q1=105.58×104W 2.浴室洗澡用热负荷：26 Q3=26.56×104W 3.井筒空气加热热负荷：Q4=259.20×104W 总计Q=391.34×104W 热风炉为淘汰产品，变更为热风机组；根据最新规范，采暖计算温度变化。 根据环保要求，原设计热风炉变更为空气加热机组，用热负荷并入锅炉房。 井巷工程量增加，建筑物尺寸发生变化、面积增加，依据各专业设备型号变化及政策性新增六大系统、瓦斯抽放系统设备，指标变化、建设情况变化。导致费用增加。

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矿井兼并重组整合项目初步设计变更 第一章 井田自然概况及资源整合前各矿现状

第一节 井田自然概况

不作变更，维持原设计。

第二节 资源整合前各矿现状

不作变更，维持原设计。

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矿井兼并重组整合项目初步设计变更 第二章 资源整合的条件

第一节 资源条件

一、井田地质勘探程度及地质报告批准文号 不作变更，维持原设计。 二、地质构造

不作变更，维持原设计。 三、煤层及煤质

不作变更，维持原设计。 四、其它开采技术条件 （一）顶底板条件 不作变更，维持原设计。 （二）瓦斯、煤尘和煤的自燃 1、瓦斯

不作变更，维持原设计。该矿属高瓦斯矿井。 2、煤尘及煤的自燃

根据2012年9月山西省地质矿产研究院对3号煤层煤尘爆炸性（晋煤监检【2012】0604-MB-E1963）和煤自燃倾向性（晋煤监检【2012】0604-MR-E1963）的最新检测报告，结果：火焰长度0mm，无爆炸性；煤的自燃等级为III级，不易自燃煤层。

不作变更，维持原设计。 3、地温、地压

不作变更，维持原设计。 五、井田水文地质 不作变更，维持原设计。 六、对井田地质勘探程度的评述

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矿井兼并重组整合项目初步设计变更 不作变更，维持原设计。

第二节 外部条件

一、外运条件分析 不作变更，维持原设计。 二、水源情况

不作变更，维持原设计。 三、电源情况

变更设计前矿井采用双回路架空线路供电，两回路供电分别引自丹凤35kV变电站870线和下村110kV变电站575线，采用10kV架空线引入。

因下村110kV变电站无10kV供电间隔，设计变更矿井采用双回路架空线路供电，两回路供电分别引自丹凤35kV变电站和大阳35kV变电站，采用10kV架空线引入。

四、征购地情况

不作变更，维持原设计。 五、市场分析

不作变更，维持原设计。

第三节 资源整合条件综合评述

不作变更，维持原设计。

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矿井兼并重组整合项目初步设计变更 第三章 井田开拓

第一节 资源兼并重组前开拓开采现状

不作变更，维持原设计。

第二节 井田境界及资源/储量

一、井田境界

根据山西省国土资源厅2012年7月新换发的采矿许可证（证号为C1400002009111220043330），井田面积为1.2435km2，批准开采3#煤层，开采深度由730m～600m标高，生产规模为450kt/a。井田拐点坐标见表3-2-1。

表3-2-1 井田拐点坐标表

拐点号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 1980西安坐标系 X 3950295.14 3950052.05 3949678.53 3949681.29 3949481.32 3949508.36 3949923.67 3950216.48 3950006.99 Y 38383595.72 38384512.61 38384495.17 38384304.22 38384300.69 38382531.32 38382526.00 38382600.97 38383400.86 矿井工业资源/储量9722kt，矿井设计储量为7632kt，矿井设计可采储量为5175kt。

由于原设计采区回采率已达到国家发改委下发的《特殊和稀缺煤类开发利用管理暂行规定》厚煤层不低于78%的要求，故本次变更设计矿井设计可采储量不作变更，维持原设计。

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3#煤层 二、资源/储量

原设计兼并重组整合后全井田3煤层保有资源/储量9773kt。经计算，

矿井兼并重组整合项目初步设计变更 第三节 矿井设计生产能力及服务年限

矿井服务年限为8.2a。不作变更，维持原设计。

第四节 井田开拓

一、井田内地质构造、老窑范围、煤层及水文条件、资源整合前各矿采空区等对开采的影响

不作变更，维持原设计。 二、井田开拓方案 不作变更，维持原设计。 三、井口数目和位置的选择 不作变更，维持原设计。

四、水平划分及阶段垂高的确定及各水平之间的连接方式 不作变更，维持原设计。

五、主要运输大巷的布置方式和位置选择

变更设计前过断层轨道暗斜井采用半圆拱型断面，倾角18o，长度100m，净宽3.6m，直墙高1.4m，净断面积10.13m2，料石砌碹支护（每隔40m设一躲避硐）。因受断层影响，在施工过程中结合现场条件进行调整，采用半圆拱型断面，倾角19o，长度85m，巷道支护及断面不变。

变更设计前轨道大巷采用梯形断面，上宽2.8m，下宽3.2，净高2.5m，净断面7.5m2，11号矿用工字钢棚支护。铺设30kg/m的钢轨轨道。因轨道大巷北侧为采空区，顶板压力较大，变更设计采用11号矿用工字钢双钢棚支护，巷道断面保持不变。

其它大巷均不作变更，维持原设计。

六、矿井各水平、煤层、上下山和采区的开采顺序，第一水平采区划分和配采关系

13

矿井兼并重组整合项目初步设计变更 不作变更，维持原设计。 七、“三下”煤柱的留设及村庄搬迁 不作变更，维持原设计。

第五节 井筒

一、井筒用途、装备及布置

不作变更，维持原设计。井筒特征见表3-5-1。

表3-5-1 井筒特征表

序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 井筒特征 井筒坐标 纬距（X） 经距（Y） 井筒名称 主立井 3950261.883 19655782.216 90° +952.209 +669 283 5.5 6.5（6.1） 23.75 33.17（29.21） 500（300） 料石砌碹 副立井 3950450.305 19655648.318 90° +981.915 +680 302 5.0 6.0（5.6） 19.63 28.26（24.62） 500（300） 料石砌碹 回风立井 3950334.348 19655967.901 90° +943.455 +700 243 4.0 5.0（4.6） 12.56 19.63（16.61） 500（300） 料石砌碹 提升方位角/（°） 井筒倾角/（°） 井口标高/m 井底标高/m 井筒深度或斜长/m 井筒直径或宽度/m 井筒断面/m2 井壁结构 净 表土掘进 净 表土掘进 厚度/mm 材料 10 井筒装备 装备2JK-3×1.5/30E双装备2JK-2.5×１.5/11.5提升机、滚筒提升机、4t罐2.5t箕斗、梯子间 笼配平衡锤、梯子间 梯子间 二、井壁结构

不作变更，维持原设计。

14

矿井兼并重组整合项目初步设计变更 第六节 井底车场及硐室

一、井底车场形式的确定 不作变更，维持原设计。

二、空重车线长度的确定、列车运行及调车方式、车场通过能力的计算（采用矿车做主运输时计算）

不作变更，维持原设计。 三、井底车场硐室

原设计主立井井底设井底煤仓、管子道、中央水泵房及变电所、水仓、消防材料库和火药发放硐室，并布置有清理洒煤斜巷。副立井井底设等候硐室。

表3-6-1 变更设计前井底车场及硐室工程量表

序号 1 2 3 4 5 6 7 8 支护形式 砌碹 砌碹 砌碹 砌碹 砌碹 砌碹 砌碹 支护厚度 300 300 300 300 300 300 300 300 断面 净 11.88 5.45 4.0 13.08 10.13 12.56 5.45 掘 14.74 7.49 5.98 16.13 12.8 16.61 7.49 巷道长度 70 30 88 50 23 20 100 416 掘进 体积 1032 225 526 806 294 60 332 749 4024 辅轨 轨型 18 18 18 长度 150 30 108 50 20 巷道名称 井底车场（新掘） 管子道（已有） 井底水仓（已有） 水泵房及变电所（已有） 消防材料库（已有） 等候硐室（新掘） 井底煤仓（已有） 清理洒煤斜巷（已有） 砌碹 合计 变更内容：

①因变更设计前消防材料库距离副立井较远，材料运输不方便，设计变更利用原设计永久避难硐室作为消防材料库。

15

矿井兼并重组整合项目初步设计变更 ②因变更设计前永久避难硐室位置巷道长度不能满足要求，设计变更在副立井附近新掘一井下70人永久避难硐室，矩形断面。避难硐室生存室长30m，净宽4.0m，面积120m2；每侧过渡室长5.0m，净宽4.0m，面积20m2，避难硐室总长度54m，设计硐室避险人数为70人，硐室采用锚网喷支护。

其它硐室均按变更设计前位置布置，结合在施工期间对各硐室进行优化和补充，形成工程量、支护方式与原设计不一致，具体变更后的井底车场及硐室工程量详见下表。

表3-6-2 变更后井底车场及硐室工程量表

序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 巷道 名称 井底车场（新掘） 管子道（已有） 井底水仓（已有） 水泵房及变电所（已有） 消防材料库（已有） 等候硐室（新掘） 井底煤仓（已有） 清理洒煤斜巷（已有） 永久避难硐室（新掘） 合计 支护形式 砌碹 砌碹 砌碹 砌碹 砌碹 砌碹 砌碹 砌碹 锚网喷 支护厚度 300 300 300 300 300 300 300 300 100 断面 净 掘 巷道 长度 104 30 88 50 23 56 20 100 54 掘进 体积 1579 225 526 806 294 563 332 749 869 辅轨 轨型 18 18 18 长度 200 30 108 50 20 巷道坡度 水平 25 水平 水平 水平 水平 90 18 水平 煤岩硬度 3 4-6 4-6 3 3 4-6 4-6 4-6 水沟长度 105 30 11.88 14.74 5.45 4.0 7.49 5.98 13.08 16.13 10.13 6.40 12.8 10.05 12.56 16.61 5.45 7.49 12.00 16.10

532 6033 135

16

矿井兼并重组整合项目初步设计变更 第四章 大巷运输及设备

第一节 运输方式的选择

一、运输方式的选择

不作变更，维持原设计。

二、主要巷道断面、支护形式、坡度及钢轨型号

变更设计前过断层轨道暗斜井采用半圆拱型断面，倾角18o，长度100m，净宽3.6m，直墙高1.4m，净断面积10.13m2，料石砌碹支护（每隔40m设一躲避硐）。因受断层影响，在施工过程中结合现场条件进行调整，采用半圆拱型断面，倾角19o，长度85m，巷道断面及支护不变。

其它大巷均不作变更，维持原设计。

第二节 矿 车

一、矿车选型

井下轨道运输选用1t标准矿车和1t材料车，1t平板车，3t平板车、16t平板车。矿用车辆规格见表4-2-1。

表4-2-1 矿车规格特征表

名称 1t矿车 1t平板车 1t材料车 3t平板车 16t平板车 型号 MGC1.1-6A MP1-6A MC1-6A MPC3-6 MP16-6 名义 载重 （t） 1 1.0 1.0 3.0 16 最大 载重 （t） 2.0 2.0 5.5 轨距 （mm） 600 600 600 600 600 轴距 (mm) 550 550 550 550 外型尺寸 （mm） 2000×880×1150 2000×880×1150 2000×880×1150 2400×1050×415 2700×1200×300 自重 （kg） 592 464 494 530 811 二、矿车数量

17

矿井兼并重组整合项目初步设计变更 本矿达产时固定矿车数量按排列法确定，数量见表4-2-2。 表4-2-2 矿井达产时各类矿车数量表

序号 1 2 3 4 5 设备名称 1t矿车 1t平板车 1t材料车 3t平板车 16t平板车 设备型号 MGC1.1-6A MP1-6A MC1-6A MPC3-6 MP16-6 单位 辆 辆 辆 辆 辆 数量 40 8 8 4 10 备注 利用原有 利用原有 利用原有 利用原有 新购 矿井达产时共配备了1t、3t、16t系列矿车70辆。

第三节 运输设备选型

变更设计前3101工作面运煤系统流程：3101工作面原煤→3101运输顺槽（DSJ-800/30/2×55型带式输送机）→采区运输巷（DTL80/30/40型带式输送机）→运输大巷（DTL80/30/2×75型带式输送机）→转载运输巷（DTL80/30/22型带式输送机）→井底煤仓→K-3型给煤机→主立井（2JK-2.5×1.5型提升机）→地面生产系统。

变更设计前运输大巷采用一部DTL80/30/2×75型带式输送机运输（运输倾角为1~18°），考虑运行维护，本次变更为倾角18°的暗斜井和近水平的运输大巷采用两部带式输送机运输。运输顺槽、采区运输巷和转载运输巷只是实际招标购买型号发生变化，主要技术参数不变，满足要求。

变更后3101工作面运煤系统流程：3101工作面原煤→3101运输顺槽（SSJ-800/30/2×55型带式输送机）→采区运输巷（DSJ80/30/40型带式输送机）→运输暗斜井（DSJ80/30/55型带式输送机）→运输大巷（DSJ80/30/2×55型带式输送机）→转载运输巷（DSJ80/30/22型带式输送机）→井底煤仓→GMW-3型给煤机→主立井（2JK-2.5×1.5型提升机）→地面生产系统。

一、运输暗斜井带式输送机验算：

18

矿井兼并重组整合项目初步设计变更 运输暗斜井装备1部DSJ80/30/55型带式输送机，运输距离长130m，倾角18°，电机功率55kW。因采区无缓冲煤仓，考虑工作面采煤机峰值煤量和掘进煤量，带式输送机小时运输量按Q=300t/h计算。验算如下：

（一）、简化后的带式输送机布置图如下所示：

F1F4F2F3

（二）带宽验算

1、按运行能力确定带宽B：

S?Q300??0.054 3.6vk?3.6?2.0?0.85?900式中：Q——运输量，t/h；

V——胶带速度；

k——倾角系数，k?0.85；

?——散煤容重，??900kg/m3。

2、按原煤的最大粒度确定带宽B

B?2???200?800mm

式中：?——原煤的最大粒度，取??300mm。

根据计算，选择带宽为800mm的带式输送机，满足要求。 （三）、圆周力计算：

传动滚筒圆周力按以下公式计算：

FU?CFH?FS1?FS2?FSt

式中：C——附加阻力系数；

FH——主要阻力，物料、输送带及托辊等运行引起的阻力，N；

19

矿井兼并重组整合项目初步设计变更 FS1——主要特种阻力，托辊前倾及导料槽引起的阻力，N； FS2——附加特种阻力，清扫器、犁式卸料器等引起的阻力，N； FSt——输送机倾斜阻力，N。 1、主要阻力

FH?fL(qRO?qRU?(2qB?qG)cos?)g

式中：FH——主要阻力，N；

f——模拟摩擦系数，电动工况时取f=0.03； L——输送机头尾滚筒中心距，m；

qG——每米物料重，

qG?Q3.6v，带式输送机小时运输量按

Q=300t/h计算；

qG?Q300??41.67kg/m 3.6v3.6?2.0qRO——上部托辊组选用φ=108mm托辊， qRU——下托辊组选用φ=108mm托辊，

qRO?8.83kg/m；

qRU?2.93kg/m；

qB——胶带为PVG680S型橡胶面整芯带，带强680N/mm，每米带重

qB?10.6kg/m。

由此，经计算得

FH?fL(qRO?qRU?(2qB?qG)cos?)g?0.03?130?8.83?2.93??2?10.6?41.67??cos18o?9.81 ?2737.5N??2、主要特种阻力

FS1?F??Fgl

不选用前倾托辊，故F??0

Fgl?2?2IV?glv2b121000?0.6?0.09262?0.9?9.81?3.5 ?2.02?0.4952?162.2N

20

矿井兼并重组整合项目初步设计变更 2Q3003I式中：v——输送能力，Iv???0.0926m/s； 3.6?3.6?900l——导料栏板长度，3.5m；

b1——导料槽两栏板间的宽度，带宽800mm皮带取0.495m； μ2——物料与导料栏板间的摩擦系数，取0.6。 故， FS1?162.2N 3、附加特种阻力

FS2?Fr?Fp

本带式输送机不配置犁式卸料器，故Fp=0

Fr?Ap?3?0.02?6?104?0.6 ?720N式中：A——清扫器和输送带接触面积，A?0.008?0.012?0.02m2；

P——清扫器和输送带间的压力，取6×104N/m2； μ3——清扫器和输送带间的摩擦系数，取0.6。 故Fs2?720N 4、倾斜阻力

Fst?q?g?H?41.67?9.81?130?sin18?＝16421.7N

式中：H——输送机受料点与卸料点间的高差，m。 由此，总圆周力

FU?CFH?FS1?FS2?FSt?1.65?2737.5?162.2?720?16421.7 ?21820.8N其中，查表，取C＝1.65。 （四）功率计算

FUV21820.8?2.0??43.64kW 10001000P43.64?53.9kW 电动机功率PM：PM?/A//?0.9?0.9?1???传动轴功率PA为：P??

21

矿井兼并重组整合项目初步设计变更 式中：η——传动效率，取0.9； η/——电压降系数，一般取0.9；

η//——多机驱动不平衡系数，单电机取1。

根据计算，配用一台电机驱动，功率为55kW。满足运输要求。 （五）张力计算

1、限制输送带下垂度的最小张力： 承载分支：Fmin?回程分支：Fmin?ao(qG?qB)g1.2??41.67?10.6??9.81??7691.5N

8?h/a?dmax8?0.01aUqBg3?10.6?9.81??3899.5N

8?h/a?dmax8?0.012、输送带工作时不打滑保持的最小张力：

F2min?FUmax1e???1

其中：起动时传动滚筒的最大圆周力

FUmax?FU?KA?21820.8?1.5?32731.2N

式中：KA——启动系数，取1.5。

单电机驱动，胶带在驱动滚筒上的围抱角??210?，胶带与滚筒的摩擦

系数??0.3，e???3，按不打滑条件则有F?16342.4N

2min计算输送机各点张力，忽略附加阻力，可得F3点张力：

F3?F2?qBHg?fLg?qRU?qBcos???16342.4?10.6?130?sin18??9.81?0.03?130?9.81??2.93?10.6?cos18???12662.8N?7691.5N

满足要求，所以：

F1=F2+FU=16342.4+21820.8=38163.2N （六）输送带安全系数验算

n?G?B680?800 ??14.2，PVG680S为最小强度PVG胶带，满足要求。

F138163.2（七）传动滚筒选择：

初定传动滚筒为1个DTⅡ（A）80A206Y（Z）直径为630mm，许用

22

矿井兼并重组整合项目初步设计变更 合力为80kN，许用扭矩12kN.m。

传动滚筒所受合力：Fn=FUmax+2F2min=65.4kN<80kN 传动滚筒所受扭矩：

M=FUmax?R?32731.2?0.315/1000=10.3kN.m<12kN.m 根据计算，初选传动滚筒满足要求。 （八）逆止器选型：

带式输送机传动滚筒的逆止力

FL?Fst?0.8fg[L(qRO?qRU?2qB)?HqG]=14137.5N sin?作用于传动滚筒的逆止力矩

FL?D14137.5?0.63??4.5kN?m 20002000/ML4.5逆止器安装于高速轴上，ML???0.4kN?m

i??L25?0.484/ML?考虑工况系数K2=2后，传动滚筒所需逆止力矩为0.8kN?m。因此选用NFA25型逆止器，额定逆止力矩2.5kN满足要求。

（九）根据计算，运输暗斜井装备1部DSJ80/30/55型带式输送机，运输距离长130m，倾角18°，电机功率55kW。满足要求，技术参数如下：

序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10

设备名称 带式输送机 带宽 带速 运输能力 运输距离 倾角 电机 减速器 传动滚筒 液力耦合器 制动器 逆止器 拉紧装置 胶带 保护 运输暗斜井带式输送机参数 型号及参数 DSJ80/30/55型带式输送机 800mm 2.0m/s Q=300t/h 130m 18° YB2-250M-4型防爆电机，功率P=55kW DCY315-25，i=25 DTⅡ（A）80A206Y（Z） YOXF450 BYWZ5-315/50 NFA25 张紧绞车拉紧 PVG680S型橡胶面整芯带，带强680N/mm KHT183-Z型矿用隔爆兼本安综合后备保护 23

数量 1 1 1 1 1 1 1 1 290m 1 矿井兼并重组整合项目初步设计变更 二、运输大巷带式输送机验算：

变更后运输大巷装备1部DSJ80/30/2×55型带式输送机，运输距离长610m，倾角2～3°，平均2.5°，电机功率2×55kW。因采区无缓冲煤仓，考虑工作面采煤机峰值煤量和掘进煤量之和，带式输送机小时运输量按Q=300t/h计算。选型计算如下：

（一）简化后的带式输送机布置图如下所示：

F1F4F2F3

（二）带宽验算

1、按运行能力确定带宽B：

S?Q300??0.047 3.6vk?3.6?2.0?0.99?900式中：Q——运输量，t/h；

V——胶带速度；

k——倾角系数，k?0.99；

?——散煤容重，??900kg/m3。

2、按原煤的最大粒度确定带宽B

B?2???200?800mm

式中：?——原煤的最大粒度，取??300mm。

根据计算，选择带宽为800mm的带式输送机，满足要求。 （三）、圆周力计算：

传动滚筒圆周力按以下公式计算：

24

矿井兼并重组整合项目初步设计变更 FU?CFH?FS1?FS2?FSt

式中：C——附加阻力系数；

FH——主要阻力，物料、输送带及托辊等运行引起的阻力，N； FS1——主要特种阻力，托辊前倾及导料槽引起的阻力，N； FS2——附加特种阻力，清扫器、犁式卸料器等引起的阻力，N； FSt——输送机倾斜阻力，N。 1、主要阻力

FH?fL(qRO?qRU?(2qB?qG)cos?)g

式中：FH——主要阻力，N；

f——模拟摩擦系数，电动工况时取f=0.03； L——输送机头尾滚筒中心距，m；

qG——每米物料重，

qG?Q3.6v，带式输送机小时运输量按

Q=300t/h计算；

qG?Q300??41.67kg/m 3.6v3.6?2.0qRO——上部托辊组选用φ=108mm托辊， qRU——下托辊组选用φ=108mm托辊，

qRO?8.83kg/m；

qRU?2.93kg/m；

qB——胶带为PVG680S型橡胶面整芯带，带强680N/mm，每米带重

qB?10.6kg/m。

由此，经计算得

FH?fL(qRO?qRU?(2qB?qG)cos?)g?0.03?610?8.83?2.93??2?10.6?41.67??cos2.5o?9.81 ?13387.1N??2、主要特种阻力

FS1?F??Fgl

不选用前倾托辊，故F??0

25

矿井兼并重组整合项目初步设计变更 Fgl?2?2IV?glv2b121000?0.6?0.09262?0.9?9.81?3.5 ?222.0?0.495?162.2N2Q3003Iv式中：——输送能力，Iv???0.0926m/s； 3.6?3.6?900l——导料栏板长度，3.5m；

b1——导料槽两栏板间的宽度，带宽800mm皮带取0.495m； μ2——物料与导料栏板间的摩擦系数，取0.6。 故， FS1?162.2N 3、附加特种阻力

FS2?Fr?Fp

本带式输送机不配置犁式卸料器，故Fp=0

Fr?Ap?3?0.02?6?104?0.6 ?720N式中：A——清扫器和输送带接触面积，A?0.008?0.012?0.02m2；

P——清扫器和输送带间的压力，取6×104N/m2； μ3——清扫器和输送带间的摩擦系数，取0.6。 故Fs2?720N 4、倾斜阻力

Fst?q?g?H?41.67?9.81?610?sin2.5?＝10876.8N

式中：H——输送机受料点与卸料点间的高差，m。 由此，总圆周力

FU?CFH?FS1?FS2?FSt?1.17?13387.1?162.2?720?10876.8 ?27421.9N其中，查表，取C＝1.17。 （四）功率计算

26

矿井兼并重组整合项目初步设计变更 27421.9?2.0?54.84kW

10001000P54.84电动机功率PM：PM?/A//??75.2kW

0.9?0.9?0.9???传动轴功率PA为：P??F?V?式中：η——传动效率，取0.9； η/——电压降系数，一般取0.9；

η//——多机驱动不平衡系数，双电机取0.9。

根据计算，配用两台电机驱动，功率为55kW×2。满足运输要求。 （五）张力计算

1、限制输送带下垂度的最小张力： 承载分支：Fmin?回程分支：Fmin?ao(qG?qB)g1.2??41.67?10.6??9.81??7691.5N

8?h/a?dmax8?0.01aUqBg3?10.6?9.81??3899.5N

8?h/a?dmax8?0.012、输送带工作时不打滑保持的最小张力：

F2min?FUmax1e???1

其中：起动时传动滚筒的最大圆周力

FUmax?FU?KA?27421.9?1.5?41132.9N

式中：KA——启动系数，取1.5。

双电机驱动，胶带在驱动滚筒上的围抱角??420?，胶带与滚筒的摩擦

系数??0.3，e???9.0，按不打滑条件则有F?5130.7N

2min计算输送机各点张力，忽略附加阻力，可得F3点张力：

F3?F2?qBHg?fLg?qRU?qBcos???5130.7?10.6?610?sin2.5??9.81?0.03?610?9.81??2.93?10.6?cos2.5???4791N?7691.5N

不满足要求，令F2?8200N，则有：

F3?F2?qBHg?fLg?qRU?qBcos???8200?10.6?610?sin2.5??9.81?0.03?610?9.81??2.93?10.6?cos2.5???7860.3N?7691.5N

27

矿井兼并重组整合项目初步设计变更 满足要求，所以有

F1=F2+FU=8200+27421.9=35621.9N （六）输送带安全系数验算

n?G?B680?800 ??15.2，PVG680S为最小强度PVG胶带，满足要求。

F135621.9（七）传动滚筒选择：

初定传动滚筒为2个DTⅡ（A）80A206Y（Z）直径为630mm，许用合力为80kN，许用扭矩12.0kN.m。

每个传动滚筒所受合力：Fn=（FUmax+2F2min）/2=28.8kN<80kN 每个传动滚筒所受扭矩：

M=FUmax?R/2?41132.9?0.315/(2?1000)=6.5kN.m<12.0kN.m 根据计算，初选传动滚筒满足要求。

（八）根据计算，运输大巷装备一部DSJ80/30/2×55型带式输送机运输煤炭，电机功率2×55kW。满足要求，技术参数如下：

运输大巷带式输送机参数 序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10

设备名称 带式输送机 带宽 带速 运输能力 运输距离 倾角 电机 减速器 传动滚筒 液力耦合器 制动器 逆止器 拉紧装置 胶带 保护 型号及参数 DSJ80/30/2×55型带式输送机 800mm 2.0m/s Q=300t/h 610m 2～3°，平均2.5° YB2-250M-4型防爆电机，功率P=55kW DCY315-25，i=25 DTⅡ（A）80A206Y（Z） YOXF450 BYWZ5-315/50 NFA25 张紧绞车拉紧 PVG680S型橡胶面整芯带，带强680N/mm KHT183-Z型矿用隔爆兼本安综合后备保护 28

数量 1 2 2 2 2 2 2 1 1250m 1 矿井兼并重组整合项目初步设计变更 三、井下辅助运输设备

变更设计前辅助运输流程：地面材料、设备→副立井（2JK-3/31.5型提升机，配用电机功率280kW。）→井底车场（JD-1型调度绞车）→轨道大巷（JD-1型调度绞车）→轨道暗斜井（JYB-1.2防爆提升绞车）→采区轨道巷（JD-1型调度绞车）→回风顺槽（JD-1型调度绞车）→工作面。

考虑井下大巷局部坡度较大，轨道大巷辅助运输设备由原设计的JD-1型调度绞车变更为JD-2.5型调度绞车，采区轨道巷由原设计的JD-1型调度绞车变更为JD-1.6型调度绞车，工作面回风顺槽设备由JD-1型调度绞车变更为JD-1.6型调度绞车，轨道暗斜井实际招标为JTPB-1.2×1.0P型提升绞车，参数不变，满足要求。变更后辅助运输流程如下：

变更后辅助运输流程：地面材料、设备→副立井（2JK-3×1.5型提升机，配用电机功率280kW。电控型号变更为JKB/JBP-NT型）→井底车场（JD-1型调度绞车，11.4kW）→轨道大巷（JD-2.5型调度绞车，40kW）→轨道暗斜井（JTPB-1.2×1.0P防爆提升绞车，75kW）→采区轨道巷（JD-1.6型调度绞车,25kW）→回风顺槽（JD-1.6型调度绞车，25kW）→工作面。

该矿支架下井，拆分后尺寸3300×1190×1600mm，重量5500kg。最大件升降选用MP16-6型平板车，名义载重16t，自重811kg。

（一）、轨道暗斜井JTPB-1.2×1.0P防爆提升绞车验算 1、绞车基本参数

（1）提升绞车：JTPB-1.2×1.0P 卷筒个数：1

卷筒直径：1200 mm、宽度：1000 mm 最大静张力：30kN

机器旋转变位质量3026.8kg（不含电机）

电机型号：YBK2-315M-8，功率：75kW，转速：740r/min，电压：660V； 最大速度：2.0m/s

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矿井兼并重组整合项目初步设计变更 （2）提升容器：

设备、材料由2辆1t平板车、材料车组列。平板车型号MP1-6A，名义载重1t，自重464kg。材料车型号MC1-6A，名义载重1t，自重494kg。该矿最重件重5500kg，最大件升降选用MP16-6型平板车，名义载重16t，自重811kg。

（3）材料运输巷

材料运输巷倾角α=19°，斜长L＝85m，提升长度115m。 2、提升任务

最大班提升量：设备材料20车/班，其它5次/班。 3、工作制度

年工作日330 d，每天净提升时间16 h。 4、选型计算 （1）钢丝绳型号

14NAT6×7＋IWS-1770-ZZ-125-75.9。 （2）提升速度的确定

提升采用七阶段速度图，提升最大速度 Vm=2.0m/s。车场运行速度1m/s，下料、设备循环时间T材＝234。

附图：暗斜井提升系统图、提升速度和力图。 （3）最大静张力验算：

提材料、设备时每钩挂2车，钢丝绳最大静张力： Fj＝Z(Q+Qr)(sinα+f1cosα)+PL0(sinα+f2cosα)

=2×(1000+494) (sin19°+f1cos19°)+ 0.759×115×(sin19°+f2cos19°) =1056kg=10.4kN＜30kN

提升最重件时钢丝绳最大静张力： Fj＝Z(Q+Qr)(sinα+f1cosα)+PL0(sinα+f2cosα)

=1×(5500+811)(sin19°+f1cos19°)+ 0.759×115×(sin19°+f2cos19°)

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矿井兼并重组整合项目初步设计变更 =2185.0kg=21.4kN＜30kN 满足要求。

（4）钢丝绳安全系数验算 提材料时钢丝绳安全系数： m=QP/ Fj=125×1.214/10.4＝14.5＞6.5 提升最重件时钢丝绳安全系数： m= QP/ Fj =125×1.214/21.4＝7.0＞6.5 满足《煤矿安全规程》第400条的规定。 （5）滚筒上缠绕的钢丝绳层数验算：

N=(L＋30)/(πD)＋3=(115＋30)/(3.14×1.2)＋3=42圈 B/=N×(d＋ξ)＝42×(14+3)=714mm B//B=714/1000＝1层

该绞车只担负物料升降任务，满足《煤矿安全规程》第419条要求。 （6）电机功率计算 N?KQvg1.2?2185?2.0?9.81??60.5kW 1000?1000?0.85式中：N——提升电动机估算功率，kW； Q——一次实际提升量，kg； v——最大速度，2.0m/s；

η——减速器的传动效率。η=0.85； K——矿井阻力系数，矿车提升时K＝1.2； g——重力加速度，取9.81m/s2。

配用YBK2-315M-8型防爆电机，功率75kW，740r/min，满足要求。 （7）各阶段拖动力（按提升最重件计算） 按提升最重件计算各阶段拖动力： ①初加速阶段

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矿井兼并重组整合项目初步设计变更 初加速开始时，x＝0，a＝a1，故拖动力为：

F1?[Z(Q?Qr)(sin??f1cos?)?PL(sin??f2cos?)]g?msa1＝25620N

初加速终了时，x＝L1，a＝a1，故拖动力为：

F2?[Z(Q?Qr)(sin??f1cos?)?P(L?L1)(sin??f2cos?)]g?msa1＝25614N

②车场中等速行驶阶段L2，等速开始时，x＝L1，a＝0，故拖动力为：

F3?[Z(Q?Qr)(sin??f1cos?)?P(L?L1)(sin??f2cos?)]g?msa2

＝21407N

等速终了时，x＝L1+L2，a＝0，故拖动力为：

F4?[Z(Q?Qr)(sin??f1cos?)?P(L?L1?L2)(sin??f2cos?)]g?msa2

＝21361N ③主加速阶段

主加速开始时，x＝L1+L2，a＝a3，故拖动力为：

F5?[Z(Q?Qr)(sin??f1cos?)?P(L?L1?L2)(sin??f2cos?)]g?msa3

＝28373N

主加速终了时，x＝L1+L2+L3，a＝a3，故拖动力为：

F6?[Z(Q?Qr)(sin??f1cos?)?P(L?L1?L2?L3)(sin??f2cos?)]g?msa3

＝28362N ④等速阶段

等速开始时，x＝L1+L2+L3，a＝0，故拖动力为：

F7?[Z(Q?Qr)(sin??f1cos?)?P(L?L1?L2?L3)(sin??f2cos?)]g?msa4

＝21350N

等速终了时，x＝L1+L2+L3+L4，a＝0，故拖动力为：

F8?[Z(Q?Qr)(sin??f1cos?)?P(L?L1?L2?L3)(sin??f2cos?)]g?msa4

＝21075N ⑤减速阶段

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矿井兼并重组整合项目初步设计变更 减速开始时，x＝L1+L2+L3+L4，a＝a5，故拖动力为：

F9?[Z(Q?Qr)(sin??f1cos?)?P(L?L1?L2?L3?L4)(sin??f2cos?)]g?msa5 ＝14063N

减速终了时，x＝L1+L2+L3+L4+L5，a＝a5，故拖动力为：

F10?[Z(Q?Qr)(sin??f1cos?)?P(L?L1?L2?L3?L4?L5)(sin??f2cos?)]g?msa5 ＝14053N

⑥车场中等速行驶阶段L6，

等速开始时，x＝L1+L2+L3+L4+L5，a＝0，故拖动力为：

F11?[Z(Q?Qr)(sin??f1cos?)?P(L?L1?L2?L3?L4?L5)(sin??f2cos?)]g?msa6 ＝21065N

等速终了时，L—x＝L7，a＝0，故拖动力为：

F12?[Z(Q?Qr)(sin??f1cos?)?PL7(sin??f2cos?)]g?msa6＝21019N

⑦抱闸停车阶段

抱闸停车开始时，L—x＝L7，a＝a7，故拖动力为：

F13?[Z(Q?Qr)(sin??f1cos?)?PL7(sin??f2cos?)]g?msa7＝16811N

抱闸停车终了时，L—x＝0，a＝a7，故拖动力为：

F14?Z(Q?Qr)(sin??f1cos?)g?msa7＝16806

（8）验算提升电动机容量 ①按升温条件验算

?T0F2dt?=3.48×1010N2.S

等效时间：Td?84.83s 等效力：

Fd??T0F2dtTd＝20245.8N

电动机的等效功率Nd：

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矿井兼并重组整合项目初步设计变更 Nd?Fdvm20245.8?2.0??47.6kW＜75kW 1000?1000?0.85故所选电机合适。

式中：vm——提升容器的最大速度，m/s； η——提升机减速器的效率，η＝0.85。 ②按过负荷条件验算

Fmax?0.75?Fe

式中：Fmax——力图中最大拖动力，一般是主加速阶段开始的力；

λ——预选电动机的过负荷系数，可由电机规格表中查；

0.75——考虑电网电压降及起动过程中电动机运行不稳定等因素的系数；

Fe——预选电动机作用于卷筒上的额定力， Fe?所以，

FmaxF528373???0.89 FeFe318750.75??0.75?2.0?1.5

1000?1000?0.85Ne??75?31875N vm2.00.89＜1.5，故合适。 ③按特殊力验算 提升重物时:

Ft??g[Z(Q?Qr)(sin??f1cos?)?PL(sin??f2cos?)]?23578.3N

式中：μ——考虑到动力的系数，取1.1。

Ft23578.3??0.74 Fe318750.9??0.9?2.0?1.8

0.74＜1.8，故合适。

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矿井兼并重组整合项目初步设计变更 （9）最大班作业时间平衡表： 最大班作业时间T＝1.1h。

最大班作业时间表

序号 1 2 提升种类 材料、设备 其它 单位 车/班 次/班 小计3925s 每班 提升量 20 每次 提升量 2 提升次数 每次时间(S) 10 5 234 317 1.1h 每班时间(S) 2340 1585 （10）提升绞车的供电及控制

提升绞车的控制设备选用厂家配套的BPJ1-90/660型隔爆兼本质安全型成套电控及KHT121隔爆兼本安型后备保护装置。

提升信号选用“KXB-2矿用声光语音报警信号”。提升信号与提升机控制系统有闭锁关系。

供电电源采用单回路供电，660V电源引自采区变电所660V母线段。 （二）、JD-2.5型调度绞车选型计算

轨道大巷已安装1台JD-2.5型调度绞车，最大运输距离400m，最大倾角5°，选型计算如下：

JD-2.5型调度绞车主要技术参数

卷筒(m) 型号 牵引力（kN） 直径 620 宽度 580 容绳量(m) 400 钢丝绳(mm) 直速度 径 20 电机 型号 功率(kW) 40 电压 （V） 重量 JD-2.5 25 1.25 JBL-40 380/660 2700 1、钢丝绳型号为：

20NAT6×7＋FC-1670-Z-222-140。 2、最大静张力：

Fj＝（Q+Qr）（sinα+f1cosα）+PL0（sinα+f2cosα）

=（5500+811）（sin5°+f1cos5°）+1.4×400×（sin5°+f2cos5°）

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矿井兼并重组整合项目初步设计变更 三、掘进工作面个数、组数及机械设备 不作变更，维持原设计。

四、矿井生产时采掘比例关系、矸石率的预计 不作变更，维持原设计。 五、移交生产时的井巷工程量

变更设计前达产时新增井巷总进尺为4471m，掘进总体积43303m3，矿井万吨掘进率为99.36m。变更设计后新增井巷总进尺为5455.4m，掘进总体积59151.06 m3，矿井万吨掘进率为121.23m。

表5-3-1 变更前后的工程量对照表

顺序 1 2 名称 井筒工程 井底车场及主要硐室工程 主要运输、回风巷道 采区工程 合 计

原设计 巷道长掘进体积度（m） （m3） 548 70 8821 1032 设计变更后 巷道长度掘进体积（m） （m3） 544 313 12542.49 变更原因 新掘回风井 原设计未计算已有硐室及增4322.78 加硐室长度，变更设计相应增加，增加永久避难硐室。 14897.42 优化采区巷道布置 首采工作面增加一条顺槽，增27388.37 加采区采区避难硐室等 59151.06 3 4 1632 2221 4471 15606 17844 43303 1471 3127.4 5455.4

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矿井兼并重组整合项目初步设计变更 第六章 通风与安全

第一节 矿井通风条件概况

根据2011年12月5日晋城市煤炭工业局以晋市煤局综字【2011】679号对《晋城市煤炭工业局关于山西泽州天泰和瑞煤业有限公司3号煤层瓦斯涌出量预测》进行了批复，和瑞煤业以450kt/a产量生产3号煤层时，最大绝对瓦斯涌出量25.26m3/min，最大相对涌出量为26.69m3/t，为高瓦斯矿井。

根据2012年9月山西省地质矿产研究院对3号煤层煤尘爆炸性（晋煤监检【2012】0604-MB-E1963）和煤自燃倾向性（晋煤监检【2012】0604-MR-E1963）的最新检测报告，结果：火焰长度0mm，无爆炸性；煤的自燃等级为III级，不易自燃煤层。

第二节 矿井通风

一、通风方式与通风系统

主立井和副立井作为矿井进风井，回风立井作为矿井回风井，构成通风系统，通风方式为中央并列式，通风方法为机械抽出式。

二、风井数目，位置，服务范围及服务时间 不作变更，维持原设计。 三、采掘工作面通风和硐室通风 不作变更，维持原设计。

四、变更后重新矿井风量、风压及等级孔计算 （一）矿井需要风量 不作变更，维持原设计。

总需风量分配到井下各用风地点，具体配风量分配如下：

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矿井兼并重组整合项目初步设计变更 用风地点 主立井 副立井 回风立井 综合机械采煤工作面 备用工作面 运输顺槽掘进面 辅助进风掘进面 掘进备用工作面 火药发放硐室 消防材料库 采区变电所 其他巷道 矿井通风系数 共计 实际需风量 （m3/min） 777.48 388.74 490.0 490.0 490.0 100 60 100 302.55 1.20 3838.52 实际需风量 （m3/s） 12.96 6.48 8.17 8.17 8.17 1.67 1.0 1.67 5.04 分配风量 （m3/min） 1800 2040 3840 840 420 600 600 600 120 120 120 420 分配风量 （m3/s） 30 34 64 14 7 10 10 10 2 2 2 7 63.98 3840 64 （二）矿井通风负压计算

设计变更前矿井通风容易时期最大负压为1305.62Pa，矿井通风困难时期最大负压为1966.34Pa。

因变更设计后，对采区巷长度进行调整。经重新计算，变更后矿井通风容易时期最大负压1284.69Pa，矿井通风困难时期最大负压为1919.12Pa。

矿井通风容易、困难时期负压计算详见附表。 （三）矿井等积孔计算

设计变更前矿井通风容易时期等积孔为2.11m2，矿井通风阻力等级属小阻力矿井，矿井通风难易程度为容易；矿井通风困难时期等积孔为1.72m2，矿井通风阻力等级属中阻力矿井，矿井通风难易程度为中等。

经计算，变更后矿井通风容易时期等积孔为2.12m2，矿井通风阻力等级属小阻力矿井，矿井通风难易程度为容易；矿井通风困难时期等积孔为1.74m2，

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矿井兼并重组整合项目初步设计变更 矿井通风阻力等级属中阻力矿井，矿井通风难易程度为中等。

五、通风设施、防止漏风和降低风阻的措施 不作变更，维持原设计。

第三节 灾害预防及安全装备

一、预防瓦斯爆炸措施 不作变更，维持原设计。 二、预防煤尘爆炸措施 不作变更，维持原设计。 三、矿井瓦斯抽放 不作变更，维持原设计。 四、预防井下火灾措施 不作变更，维持原设计。 五、预防井下水灾措施 不作变更，维持原设计。 六、顶板处理安全技术措施 不作变更，维持原设计。 七、矿井安全出口 不作变更，维持原设计。 八、自救器及安检仪器配备 不作变更，维持原设计。 九、矿山救护

不作变更，维持原设计。 十、煤矿井下安全避险六大系统

根据国家安全监管总局、国家煤矿安监局安监总煤装[2010]146号《关于建设完善煤矿井下安全避险“六大系统”的通知》和国家安全监管总局国家煤矿安监局安监总煤装〔2011〕15号《关于印发煤矿井下紧急避险系统

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矿井兼并重组整合项目初步设计变更 建设管理暂行规定的通知》，煤矿需建设完善煤矿井下监测监控、人员定位、紧急避险、压风自救、供水施救和通讯联络等安全避险系统（以下简称安全避险“六大系统”），全面提升煤矿安全保障能力。

（一）矿井监测监控系统

设计变更前矿井装备一套KJ120N型安全生产监控系统，变更后，根据专项设计在本矿井装备一套KJF2000N型安全生产监控系统，在紧急避险设施过渡室内设氧气传感器、一氧化碳传感器各1个；生存室内设甲烷传感器、一氧化碳传感器、二氧化碳传感器、温度传感器、氧气传感器各1个；生存室外设甲烷传感器、一氧化碳传感器、二氧化碳传感器、温度传感器、氧气传感器各1个。甲烷传感器的报警浓度为≥1.0%CH4；一氧化碳传感器的报警浓度为≥0.0024%CO；二氧化碳传感器的报警浓度为≥1.0%CO2；温度传感器的报警值为≥35℃；氧气传感器的报警浓度为≥23.0%O2~≤18.5%O2之间。

接入避难硐室中的矿井安全监测监控系统的传输线路在接入硐室前20m开始全段采取穿钢管措施保护，埋地敷设。

（二）煤矿井下人员定位系统

井下人员考勤定位监控系统由设计变更前的KJ151型变更为KJ222A型。井下作业人员管理系统主要由监控主机、监测分站（读卡器）、识别卡及传输缆线等组成。在矿井各个人员出入井口、重点区域[采区、回采工作面、掘进工作面、井底车场、中央（采区）变电所、井下水仓、水平最高点等地点]出/入口、避难硐室出入口处及内部、限制区域、巷道分支处等地点设置位置监测分站（读卡器）。实现监测携卡人员出/入井、出/入各硐室、避难硐室出/入及内部等地点的要求；并满足监测携卡人员出/入方向的要求。

在每个避难硐室入口和出口及内部分别设2个监测分站（读卡器），对出、入紧急避险设施的人员进行实时监测。

接入避难硐室中的井下作业人员作业人员管理系统的传输线路在接入

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