矿井兼并重组整合项目初步设计.doc

山西柳林鑫飞下山峁煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计（变更） 山西源通煤矿工程设计有限公司 - 1 - 前前 言言 山西柳林鑫飞下山峁煤业有限公司原名称为山西柳林下山峁煤业有限公司。该矿 是经山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室晋煤重组办发200933 号文批准 的资源兼并重组整合矿井。批准矿井由原山西柳林下山峁煤业有限公司、山西柳林任 家山煤业有限公司及已关闭的山西柳林森泽煤业有限责任公司三个矿整合为一个矿。 整合后矿井名称为山西柳林鑫飞下山峁煤业有限公司。2012 年 9 月山西省国土资源厅 为其颁发了新的采矿许可证（证号 c1400002009101220041016 号），批准矿井井田面 积为 4.0716km2，开采煤层为 4-9#煤层，生产能力为 90 万 t/a。 2010 年 3 月山西省煤炭工业厅以晋煤规发2010245 号文批准了矿井的地质报告。 2010 年 4 月我公司编制完成了山西柳林鑫飞下山峁煤业有限公司矿井兼并重组整合 项目初步设计，2010 年 6 月山西省煤炭工业厅以晋煤办基发2010550 号文对该 设计进行了批复；2010 年 9 月山西煤矿安全监察局以晋煤监安二字2010432 号文 对该项目的安全设施设计进行了批复；2010 年 10 月山西省煤炭工业厅以晋煤办基发 20101233 号文批准开工建设。经过一年多的建设，矿井地面建筑、井筒、井下大 巷、井底车场、硐室、顺槽和回采工作面已经施工完毕，机电设备部分也已招标安装 到位。为了使运输更加方便，也为了使通风系统更加顺畅，故在施工时对回风大巷和 轨道大巷位置进行了互换，各大巷的断面也进行了调整；同时由于新建了坑口选煤厂， 使矿井在供水、供暖、供电、地面生产系统等方面均发生了变化 ；为了最大限度的利 用矿方已施工完毕的开拓大巷及机电设备，使矿井能够早日达产，受矿方委托，我公 司特编制山西柳林鑫飞下山峁煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计(变更) 。 一、编制设计的依据一、编制设计的依据 1、山西柳林鑫飞下山峁煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计（变更） 委托书； 2、山西同地源地质矿产技术有限公司 2010 年 3 月编制的山西柳林鑫飞下山峁 山西柳林鑫飞下山峁煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计（变更） 山西源通煤矿工程设计有限公司 - 2 - 煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告； 3、山西省煤炭工业厅晋煤规发2010245 号文“关于山西柳林鑫飞下山峁煤业有 限公司兼并重组整合矿井地质报告的批复” ； 4、山西柳林鑫飞下山峁煤业有限公司的采矿许可证； 5、我公司 2010 年 4 月编制完成的山西柳林鑫飞下山峁煤业有限公司矿井兼并 重组整合项目初步设计； 6、山西省煤炭工业厅晋煤办基发2010550 号关于山西柳林鑫飞下山峁煤业 有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计的批复文件； 7、山西煤矿安全监察局晋煤监安二字2010432 号关于山西柳林鑫飞下山峁 煤业有限公司矿井兼并重组整合项目安全设施设计的批复文件； 8、山西省煤炭工业厅晋煤办基发20101233 号关于山西柳林鑫飞下山峁煤 业有限公司矿井兼并重组整合项目开工建设的批复文件； 9、吕梁市煤炭工业局吕煤安字2008540 号关于对山西柳林陈家湾赵家庄煤 业有限公司等 42 对矿井 2008 年度瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定的批复 10、吕梁市煤炭工业局吕煤安字2007665 号关于对山西柳林陈家湾赵家庄 煤业有限公司等 45 对矿井 2007 年度瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定的批复 11、山西省煤炭工业厅晋煤瓦发2010747 号关于山西柳林鑫飞下山峁煤业有 限公司 8#、9#煤层瓦斯涌出量预测的批复 12、山西省煤炭工业局综合测试中心煤芯煤样检测报告 二、矿井设计的技术经济指标二、矿井设计的技术经济指标 1、矿井设计生产能力：90 万 t/a，服务年限 11.6a。 2、矿井移交到达到设计生产能力时,新增井巷工程总长度 11697m,掘进总体积 163737m3,万吨掘进率 129.97m/万 t。 3、矿井占地面积 14.77ha。 4、综合建井工期：30 个月； 5、矿井在籍人数 527 人，矿井全员效率 8t/工； 6、变更后项目新增固定资产投资 35435.08 万元，其中井巷工程 10417.63 万元, 土建工程 4254.97 万元,机电设备购置 11247.61 万元,安装工程 2275.89 万元,其他基 山西柳林鑫飞下山峁煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计（变更） 山西源通煤矿工程设计有限公司 - 3 - 本建设费用 4826.03 万元,工程预备费 2318.18 万元，建设项目总资金 41574.74 万元， 新增建设项目造价（动态）36122.82 元，铺底流动资金 1341.92 万元.建设期利息 687.74 万元。 7、吨煤投资 461.94 元。 三、存在问题及建议三、存在问题及建议 1.加强对矿井瓦斯的监测和预防工作；切实做好 “一通三防”工作，以确保安全生 产； 2.加强矿井地质和矿井水文地质基础工作，以便及时指导生产； 3.在今后矿井生产过程中，专业技术人员必须认真填绘采掘工程平面图，提高测量 成果的精度，对相邻煤矿采空区要做到 “预测预报，有掘必探，先探后掘，先治后采 ” ； 4.该矿井开采8、9 号煤层，煤尘具有爆炸性，自燃倾向性等级为 级，为自燃煤层。 今后在生产建设中，必须加强对采空区密闭的管理，合理调整通风系统，重视对机电设 备的管理，防止火灾事故的发生。 5.做好环境地质工作，加强废水处理和夹矸管理，搞好煤场洒水除尘工人和，做到 环保工作和生产同步进行。 6.井田内施工的钻孔封孔后未进行封孔质量检测，因此，要根据钻孔位置，留设煤 柱，确保生产安全。 7、本矿虽为瓦斯矿井，但在建设和生产中也必须加强瓦斯监测和通风管理，防止 瓦斯积聚引发事故。 8、采矿许可证批准开采标高由810 m610m，井田4、8、9 号煤层最低底板标高分 别为570m、520m、500m，煤层底板等高线标高范围与采矿证批准开采标高不一致，建议 尽快办理采矿证的变更手续。 四、主要变更内容如下表四、主要变更内容如下表 本次变更设计中对原设计未做修改的内容，仍按山西省煤炭工业厅晋煤办基发 2010550 号文的批复实施。 山西柳林鑫飞下山峁煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计（变更） 山西源通煤矿工程设计有限公司 - 4 - 山西柳林鑫飞下山峁煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计（变更） 山西源通煤矿工程设计有限公司 - 5 - 变更对照表变更对照表 序 号 项 目 原设计内容变更设计的变更内容变更的理由 1 开 拓 （1）原设计井底车场、硐室布置在副 立井井底附近。 （2）回风大巷布置在运输大巷南部，轨道大巷布置在运输大巷北 部。 （3）运输、轨道、回风大巷均沿煤层布置，矩形断面，锚网索喷 支护形式，工作面顺槽、开切眼为矩形断面，锚网支护形式。轨 道大巷、轨道石门净宽3.4m，净高2.8m，净断面9.5m2；运输大巷 净宽4.0m，净高2.5m，净断面10.0m2；回风大巷净宽4.0m，净高 3.0m，净断面12m2。运输顺槽净宽4.4m，净高2.5m，净断面 11.0m2，回风顺槽净宽3.6m，净高2.8m，净断面10.1m2。 （1）本次变更设计井底车场、硐室虽仍布置在副 立井井底附近， 但对主水仓的位置及形式进行了调整。 （2）本次变更设计回风大巷布置在运输大巷北部，轨道大巷布置 在运输大巷南部。 （3）本次变更设计运输、轨道、回风大巷均沿煤层布置，矩形断 面，锚网索喷支护形式，工作面顺槽、开切眼为矩形断面，锚网支 护形式。轨道大巷、轨道石门采用矩形断面，净宽由 3.4m 变更为 4.5m，净高 2.8m，净断面12.6m2；运输大巷变更为净 宽4.5m，净 高2.8m，净断面12.6m2；回风大巷变更为净宽5.0，净高2.8m，净 断面14.0m2；运输顺槽变更为净宽4.7m，净高2.8m，净断面 13.2m2，回风顺槽变更为净宽4.7m，净高2.8m，净断面13.2m2。 （1）由于矿方在施工时， 原主水仓位置处的围岩 较为松软，故对其位置 进行了调整。 （2）为了使运输更方便， 使通风更顺畅，减小通风 阻力，故对各大巷的断面， 进行调整，同时对回风大 巷和轨道大巷的位置进行 互换。经计算调整后的巷 道断面满足要求。 2 设 备 (1)主斜井运输设备为 380v 供电； (2)破碎机选用 pem1000650 型一部，电机功率 55kw；液压支架选用 zzs6000-17/37 型 ，过渡支架选用 ztg7200-20/36 型。(3)压风 机选用 sa-150a 型，电机功率 110kw,3 台。（4）选用 ebz-132 型综掘机，电机功率 194.5kw。（5）西翼大巷带式输送机选用 dsj100/60/1602 整体带芯带式输送机，电机功率为 2160kw；东翼大巷带式输送机选用 dtl100/60/902 型和 dtl100/60/110 型整体带芯带式输送机，电机功率为 110kw 和 290kw；顺槽带式输送机选用 dsj100/50/1602 整体带芯带式 输送机，电机功率为 2160kw。（6）大巷辅助运输设备选用 3 台 sq-60/55 型无极绳连续牵引车，电机功率为 55kw。 (1)主斜井运输设备变更为 660v 供电；(2)破碎机变更为 plm1000 型一部，电机功率 110kw；液压支架利用现有 zz6000- 17/34 型 ，过渡支架利用现有 zzg7200-17/34 型 。(3)压风机变 更为 jn160-8 型，电机功率 160kw,3 台。（4）选用 ebz-160 型 综掘机，电机功率 261kw。（5）西翼大巷带式输送机变更为 dtl100/50/132 型整体带芯带式输送机，电机功率为 132kw；东 翼大巷带式输送机变更为 dsj100/50/2132 型和 dsj100/60/110 型整体带芯带式输送机，电机功率为 2132kw 和 110kw；顺槽带 式输送机变更为 dsj 100/40/2002 整体带芯带式输送机，电机 功率为 2200kw。（6）大巷辅助运输设备变更为 2 台 sq- 80/75b 型和 1 台 sq-120/132 型无极绳连续牵引车，电机功率为 75kw 和 132kw。 （1）660v 供电较为可靠。 （2）现场揭露本矿煤层 夹矸较厚，且煤质较硬， 故需加大相关设备的电 机功率；同时变更后的 压风机排气量更大，安 全性相对更高。经计算， 变更后的机电设备能够 满足矿井安全生产的要 求。 3 供 电 （1）副井场地低压主变为 2 台 s9-1600/10/0.4kv。 （2）主井场 地低压主变为 2 台 s9-630/10/0.4kv。 （3）主井绞车专变为 1 台 sc-800/10/0.69kv。 （1）副井场地低压主变为 2 台 s11-m-1000/10kv。 （2）主井场地低压主变为 2 台 s11-m-630/10/0.4kv。 （3）主井绞车专变为 2 台 s11-m-1250/10/0.69kv。 （1）地面建筑设施主副 井场地地点变动。 （2）地面建筑设施主副 山西柳林鑫飞下山峁煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计（变更） 山西源通煤矿工程设计有限公司 - 6 - （4）井下综采面移变为 2 台 kbsgzy-800/10/1.2kv。 （5）井下综掘面移变为 2 台 kbsgzy-500/10/0.69kv。 （6）井下采区变电所运输供电变压器为 2 台 kbsg- 500/10/0.69kv。 （7）新工业场地电源线路为两回 lgj-120 导线。 （8）井下中央变电所为 2 台 kbsg-200/10/0.69kv 型变压器。 （4）井下综采面为 1 台 kjz-2000/10/3.3/1.2kv 负荷中心。 （5）井下综掘面移变为 1 台 kbsgzy-1000/10/0.69kv。 （6）井下采区变电所运输供电变压器为 kbsgzy-500/10r 和 kbsgzy-400/10r 型 2 台。 （7 线路）新工业场地电源为两回 lgj-150 导线。 （8）井下中央变电所为 2 台 kbsg-630/10r 和 kbsg-r-400/10 型 变压器 井场地地点变动及部分 设备供电电压变化。 （3）主斜井生产系统 660v 供电，提高供电可 靠性。 （4）能满足供电要求。 （5）井下设备变动。 （6）新工业场地增加选 煤厂负荷。 4 采 暖 供 热 原设计主斜井加热器选srl-105/2 型，离心通风机4-7212c 型， 功率45kw，二套。副立井加热器选srl-66/3 型,离心通风机4- 7216c 型，功率75kw，二套。 本次变更设计主斜井 加热机组变更为bkjz/50 型三套，功率 11kw，三台。副立井加热机组变更为 bkjz/50 型四套，功率 11kw，四台。 以上设备更加先进和节 能，经计算，变更后的 设备能够满足矿井生产 的要求。 5 六 大 系 统 （1）选用kj80n 型安全监测监控系统。 （2）选用kj106 型人员定位系统。 （3）选用dt-kc2000 型产量监控系统。 （4）选用hrd-128 型128 门程控交换。 （1）利用kj70n 型安全监测监控系统。 （2）变更为kj69j 型人员定位系统。 （3）利用kj528 型产量监控系统 （4）补充紧急避险系统。移动救生舱选用 kjyf96/10 型。 （5）利用矿已有的 dh-2000 型 200 门程控交换机。 （6）选用 cmkxy-np 型矿井数字网络广播系统和无线通信系统。 利用已有设备。 另根据有关政策的要求， 增加井下紧急避险系统。 6 其 它 （1）地面工业广场的摆布。 （2）地面建筑 （3）综合建井工期：24 个月 （1）调整地面工业广场的摆布。 （2）调整地面建筑的面积。 （3）综合建井工期：30 个月 根据矿井地形的实际情 况及增加坑口选煤厂的 情况，同时考虑改善职 工的生活条件，对一些 建筑的位置及面积进行 调整，使其更加符合矿 井的实际，且满足有关 要求。 山西柳林鑫飞下山峁煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计（变更） 山西源通煤矿工程设计有限公司 - 7 - 第一章第一章 井田开拓井田开拓 第一节第一节 井田境界与资源储量井田境界与资源储量 本节维持原设计不变。只是2011年10月29日山西省国土资源厅为其颁发了新的 采矿许可证。 （证号、批采煤层、开采深度、井田面积、生产规模、矿井拐点坐标均 不变。 ） 第二节第二节 井底车场及硐室井底车场及硐室 一、井底车场形式的确定一、井底车场形式的确定 井底车场设在9 号煤层中，井底硐室为岩巷，井底车场为刀把环形车场，车场中 存车线长度为20m，调车线长为20m(一列车按 7 节车考虑)，可满足上下物料和设备的 提升和运输。 二、井底车场硐室二、井底车场硐室 本次变更设计将主水仓的位置由副立井北部变更为副立井南部 并增加了永久避难 硐室，其余不变。在副立井井底设有马头门和刀把环形车场及井底水窝，马头门双轨 布置，环形车场单轨布置，井底水窝设潜水泵，将副井井底的水排入水仓。井底车场 布置有中央变电所、水泵房和管子道、等候室、急救室、消防材料库。 主副水仓总长 306m，有效容量1270m3，水仓采用调度绞车人工1t 矿车的清理方式。各硐室均采用锚 喷支护。 在主井底 8、9 号煤层间设有集中煤仓，净直径7.0m，高 19m，有效容量585m3。 在 8 号煤层井底车场北部设一个避难硐室（可容纳100 人），主要为井底附近提 升、排水、辅助运输、供电作业人员和瓦斯监测人员、维修人员等零散作业人员提供 避难场所。 井底车场及硐室工程量见表1-2-1，井底车场及硐室见图1-2-1。 井田开拓详见图1-2-2、1-2-3、1-2-4。 山西柳林鑫飞下山峁煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计（变更） 山西源通煤矿工程设计有限公司 - 8 - 第二章第二章 大巷运输及设备大巷运输及设备 第一节第一节 运输方式的选择运输方式的选择 一、主要运输巷道断面、支护方式、坡度及钢轨型号一、主要运输巷道断面、支护方式、坡度及钢轨型号 原设计：回风大巷布置在运输大巷南部，轨道大巷布置在运输大巷北部。 本次变更设计：回风大巷布置在运输大巷北部，轨道大巷布置在运输大巷南部。 轨道大巷采用矩形断面，净宽由 3.4m 变更为 4.5m，净高 2.8m 不变，锚网索喷支护， 分别沿 8、9 号煤层掘进，铺设 30kg/m 单轨。 胶带大巷采用矩形断面，净宽由4.0m变更为4.5m，净高由2.5m变更为2.8m，锚网 索喷支护，分别沿8、9号煤层掘进，铺设1000mm胶带输送机和30kg/m单轨。 回风大巷采用矩形断面，净宽由4.0m变更为5.0m，净高由3.0m变更为2.8m，锚网 索喷支护，沿8号煤层顶板掘进。 第二节第二节 运输设备选型运输设备选型 井下煤炭运输采用胶带输送机的运输方式，辅助运输采用无极绳连续牵引车牵引 矿车的运输方式。 一、运输设备一、运输设备 西翼运输大巷 1 号带式输送机：原设计选用 dsj100/60/1602，矿方实际安装 dtl100/50/132 型带式输送机。 东翼运输大巷 1 号带式输送机：原设计选用 dtl100/60/902，矿方实际安装 dsj100/50/1322 型带式输送机。 东翼运输大巷 2 号带式输送机：原设计选用 dtl100/60/110，矿方实际安装 dsj100/60/110 型带式输送机。 （一）西翼运输大巷 1 号带式输送机 原设计选用 dsj100/60/1602： (1)输送机：dsj100/60/1602 整体带芯带式输送机：带宽 b=1000mm，带速 v=2.5m/s，输送机水平长前期 lh=300m，后期 lh=893m，运量 q=600t/h。驱动方式为 山西柳林鑫飞下山峁煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计（变更） 山西源通煤矿工程设计有限公司 - 9 - 头部两滚筒双电机限矩液力偶合器驱动，驱动滚筒为 1000mm 的胶面滚筒。尾部重 锤张紧。 (2)输送带：整体带芯阻燃抗静电胶带，b=1000mm，pvg1600s (3)电动机：yb315l1-4 电动机（660v，160kw） 2 台 (4)减速器：b3sh12 i=31.5 2 台 (5)偶合器：yoxfz500(防爆) 2 个 (6)制动器：bywz5-400/80(防爆) 2 个 (7)拉紧装置：重锤张紧 1 套 矿方实际安装 dtl100/50/132 型带式输送机，验算如下： 1、设计依据 带式输送机运量：q500t/h 提升高度：h15m； 带式输送机水平长度：lh300m； 煤的松散容重：950kg/m3； 带宽：b1000mm 2、带式输送机选型计算 (1)圆周驱动力的计算 托辊运行阻力系数：f=0.03； 传动滚筒摩擦系数：0.25； 槽角 30； 承载托辊直径 =108mm，l=380mm，轴承为 6205/c4 回程托辊直径 =108mm，l=1150mm，轴承为 6205/c4 承载托辊间距 01.2m； 回程托辊间距 u3.0m； 清扫器设置：2 个弹簧，1 个空段。 带速：v2.5m/s； 山西柳林鑫飞下山峁煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计（变更） 山西源通煤矿工程设计有限公司 - 10 - 初选带强：pvg1000s 物料重量：qg=66.7kg/m 每米胶带重量：qb=14.2kg/m 上托辊每米长转动部分重量：qr010.175kg/m 下托辊每米长转动部分重量：qru3.48kg/m 系数：c=1.31。 主要阻力：fhflgqr0+ qru+(2qb+qg)cos8467n 倾斜阻力：fst=qggh=9429n 主要特种阻力：fs1=f+fgl=col(qb+qg)gcossin+=1833n 2 1 2 2 2 bv gliv 附加特种阻力：fs2=n3fr+fn3ap3+bk23000n 传动滚筒所需圆周驱动力：fucfh+fs1+fs2+fst=24776n (2)电动机计算 轴功率：pafuv/1000=62kw 驱动电机功率：pm1.5pa93kw(考虑满载启动时) 现有的 yb2-315m 型电动机(132kw，660v)能满足要求。 (3)张力计算 按垂度条件 承载分支 f承 mina0(qb+qg)g/8(h/a)adm=10886(n) 回程分支 f回 min(auqbg)/8(h/a)adm=6799(n) 按不打滑条件 按不打滑条件 f2(s2)minfumax/(e-1)=kafu/(e-1) 最大圆周驱动力：fumax=1.5fu=37165n f2min=fumax/(e-1)=28807n(围包角 =190) 根据以上条件，各点的特性力: s1=53583n s2=28807n 山西柳林鑫飞下山峁煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计（变更） 山西源通煤矿工程设计有限公司 - 11 - s3=31188n s4=32435n (4)验算打滑、胶带安全系数 单传动滚筒驱动 总围包角 s1/s2=1.9612 ，选用整体带芯输送带，pvg100s m=17.7 满足要求。 1 1000 s b 3、选型结果 (1)输送机：现有的 dtl100/50/132 整体带芯带式输送机：带宽 b=1000mm，带速 v=2.5m/s，输送机水平长前期 lh=300m，运量 q=500t/h。驱动方式为头部单滚筒单电 机限矩液力偶合器驱动，驱动滚筒为 800mm 的胶面滚筒。尾部绞车张紧。 (2)输送带：整体带芯阻燃抗静电胶带，b=1000mm，pvg1000s (3)电动机：yb2-315m-4 电动机（660v/1140v，132kw） 1 台 (4)减速器：b3sh09 i=25 1 台 (5)偶合器：yoxfz500(防爆) 1 个 (6)制动器：bywz5-400/121e(防爆) 1 个 (7)拉紧装置：jh-8 绞车张紧 1 套 （三）东翼运输大巷 1 号带式输送机 原设计选用 dtl100/60/902： (1)输送机：dtl100/60/902 整体带芯带式输送机：带宽 b=1000mm，带速 v=2.5m/s，输送机水平长 l=672m，提升高度 10m，运量 q=600t/h。驱动方式为头部两 滚筒双电机限矩液力偶合器驱动，驱动滚筒为 800mm 的胶面滚筒。尾部重锤绞车张 紧。 (2)输送带：整体带芯阻燃抗静电胶带，b=1000mm，pvg1000s (3)电动机：yb280s-4 电动机（660v，90kw） 2 台 (4)减速器：b3sh08 i=25 2 台 山西柳林鑫飞下山峁煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计（变更） 山西源通煤矿工程设计有限公司 - 12 - (5)偶合器：yoxfz500(防爆) 2 个 (6)制动器：bywz5-400/80(防爆) 4 个 (7)拉紧装置：重锤张紧 1 套 矿方实际安装 dsj100/50/1322 型带式输送机；验算如下： 1、设计依据 带式输送机运量：q500t/h； 带式输送机水平长度：lh672m； 提升高度：h=10m； 煤的松散容重：950kg/m3； 带宽：b1000mm 2、带式输送机选型计算 (1)圆周驱动力的计算 托辊运行阻力系数：f=0.035； 传动滚筒摩擦系数：0.25； 槽角 30； 承载托辊直径 =108mm，l=380mm，轴承为 6205/c4 回程托辊直径 =108mm，l=1150mm，轴承为 6205/c4 承载托辊间距 01.2m； 回程托辊间距 u3.0m； 清扫器设置：2 个弹簧，1 个空段； 带速：v2.5m/s； 初选带强：整体带芯输送带，pvg1000s； 物料重量：qg=66.7kg/m 每米胶带重量：qb=14.2kg/m 上托辊每米长转动部分重量：qr010.175kg/m 下托辊每米长转动部分重量：qru3.48kg/m 山西柳林鑫飞下山峁煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计（变更） 山西源通煤矿工程设计有限公司 - 13 - 系数：c=1.17 主要阻力：fhflgqr0+ qru+(2qb+qg)cos22498n 倾斜阻力：fst=qggh=6382n 主要特种阻力：fs1=f+fgl=col(qb+qg)gcossin+=3380n 2 1 2 2 2 bv gliv 附加特种阻力：fs2=n3fr+fn3ap3+bk23000n 传动滚筒所需圆周驱动力：fucfh+fs1+fs2+fst=39085n (2)电动机计算 轴功率：pafuv/1000=97kw 驱动电机功率：pm1.5pa146kw(考虑满载启动时) 矿方选用 (132kw2，660v)电动机能满足要求。 (3)张力计算 按垂度条件 承载分支 f承 mina0(qb+qg)g/8(h/a)adm=10254(n) 回程分支 f回 min(auqbg)/8(h/a)adm=5219(n) 按不打滑条件 按不打滑条件 f2(s2)minfumax/(e-1)=kafu/(e-1) 最大圆周驱动力：fumax=1.5fu=58628n 设 p1：p2=1：1，第二传动滚筒的力用足。 f2min=fumax/(e-1)=22722n(围包角 1=2=190) 根据以上条件，各点的特性力: s1=61807n s2=22722n s3=28619n s4=29764n (4)验算打滑、胶带安全系数 双传动滚筒驱动 山西柳林鑫飞下山峁煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计（变更） 山西源通煤矿工程设计有限公司 - 14 - 总围包角 as1/s2=2.7212，选用整体带芯输送机 pvg1000s m=16.1 满足要求。 1 1000 s b (5)传动滚筒 传动滚筒所需合力 116kn，选用 800 传动滚筒，所需扭矩 6.17kn.m。 选用传动滚筒 10080，许用合力 110kn，许用扭矩 20kn.m，满足使用要求。 3、选型结果 (1)输送机：dsj100/50/1322 整体带芯带式输送机：带宽 b=1000mm，带速 v=2.5m/s，输送机水平长 l=672m，提升高度 10m，运量 q=500t/h。驱动方式为头部两 滚筒双电机限矩液力偶合器驱动，驱动滚筒为 800mm 的胶面滚筒。尾部绞车张紧。 (2)输送带：整体带芯阻燃抗静电胶带，b=1000mm，pvg1000s (3)电动机：（660v/1140v，132kw） 2 台 (4)减速器：b3sh11 i=25 2 台 (5)偶合器：yoxfz500(防爆) 2 个 (6)制动器：bywz5-400/121(防爆) 2 个 (7)拉紧装置：jh-8 绞车张紧 1 套 （四）东翼运输大巷 2 号带式输送机 原设计选用 dtl100/60/110，矿方实际安装 dsj100/60/110 型带式输送机；验算 如下： 1、设计依据 带式输送机运量：q600t/h； 带式输送机水平长度：lh510m； 提升高度：h-10m； 煤的松散容重：950kg/m3； 带宽：b1000mm 2、带式输送机选型计算 山西柳林鑫飞下山峁煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计（变更） 山西源通煤矿工程设计有限公司 - 15 - (1)圆周驱动力的计算 托辊运行阻力系数：动力运行时 f=0.035，制动运行 f=0.012； 传动滚筒摩擦系数：0.25； 槽角 30； 承载托辊直径 =108mm，l=380mm，轴承为 6205/c4 回程托辊直径 =108mm，l=1150mm，轴承为 6205/c4 承载托辊间距 01.2m； 回程托辊间距 u3.0m； 清扫器设置：2 个弹簧，1 个空段。 带速：v2.5m/s； 初选带强：整体带芯 pvg680s 物料重量：qg=66.7kg/m 每米胶带重量：qb=13.3kg/m 上托辊每米长转动部分重量：qr010.175kg/m 下托辊每米长转动部分重量：qru3.48kg/m 系数：c=1.2。 经进行全程满载（f=0.035,f=0.012）,全程空载计算，全程满载 f=0.035 时圆周 力最大。 主要阻力：fhflgqr0+ qru+(2qb+qg)cos18702n 倾斜阻力：fst=qggh=-7557n 主要特种阻力：fs1=f+fgl=col(qb+qg)gcossin+=2962n 2 1 2 2 2 bv gliv 附加特种阻力：fs2=n3fr+fn3ap3+bk23000n 传动滚筒所需圆周驱动力：fucfh+fs1+fs2+fst=20848n (2)电动机计算 轴功率：pafuv/1000=52kw 山西柳林鑫飞下山峁煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计（变更） 山西源通煤矿工程设计有限公司 - 16 - 驱动电机功率：pm1.5pa78kw 选用有 (110kw，660v)电动机能满足要求 (3)张力计算 按垂度条件 承载分支 f承 mina0(qb+qg)g/8(h/a)adm=11755(n) 回程分支 f回 min(auqbg)/8(h/a)adm=4888(n) 按不打滑条件 按不打滑条件 f2(s2)minfumax/(e-1)=kafu/(e-1) 最大圆周驱动力：fumax=1.5fu=31273n f2min=fumax/(e-1)=24240n(围包角 1=2=190) 根据以上条件，各点的特性力: s1=45089n s2=24240n s3=32168n s4=33454n (4)验算打滑、胶带安全系数 传动滚筒驱动 总围包角 s1/s2=2.6512 ，选用整体带芯输送带，pvg1000s m=15.1 满足要求。 1 680 s b (5)传动滚筒 传动滚筒合力 77.6kn，选用 800 传动滚筒，则所需扭矩 3.89kn.m。 选用传动滚筒 10080，许用合力 110kn，许用扭矩 20kn.m，满足使用要求。 3、选型结果 (1)输送机： dsj100/60/110 整体带芯带式输送机：带宽 b=1000mm，带速 v=2.5m/s，输送机水平长 l=510m，提升高度-10m，运量 q=600t/h。驱动方式为尾部 山西柳林鑫飞下山峁煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计（变更） 山西源通煤矿工程设计有限公司 - 17 - 两滚筒双电机限矩液力偶合器驱动，驱动滚筒为 800mm 的胶面滚筒。jh-8 绞车张紧。 (2)输送带：整体带芯阻燃抗静电胶带，b=1000mm，pvg680s (3)电动机：电动机（660v，110kw） 1 台 (4)减速器（带逆止器）：dcy315 i=20 1 台 (5)偶合器：yoxfz500 1 个 (6)制动器：bywz5-400/121 1 个 (7)拉紧装置：jh-8 绞车张紧 1 套 4、胶带机电控系统采用 plc 控制系统，控制带式输送机的起停；设带式输送机 的软制动装置；设带式输送机防跑偏、打滑、断带、纵撕、溜槽堵塞、沿线急停、驱 动滚筒温度保护、烟雾、洒水等各种安全保护装置及信号系统。 (六)西翼轨道大巷辅助运输设备 原设计选用 2 部 sq-60 型无极绳连续牵引车，配用电动机功率 55kw，矿方在招标 时选用 sq-80/75b 型和 sq-120/132 型无极绳连续牵引车，配用电动机 75kw 和 132kw，这两种型号的无极绳连续牵引车各项技术参数均优于原设计的技术参数，且 矿井运输条件均未发生变化，故现有设备满足要求。 山西柳林鑫飞下山峁煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计（变更） 山西源通煤矿工程设计有限公司 - 18 - 第三章第三章 采区布置及装备采区布置及装备 第一节第一节 采煤方法采煤方法 一、采煤方法的选择一、采煤方法的选择 本次变更设计，对采煤方法不进行变更，仍维持原设计的采煤方法，即 8 号煤层 和 9 号煤层均采用长壁综采一次采全高的采煤工艺，顶板管理采用全部垮落法。 二、工作面二、工作面“三机三机”及顺槽设备选型及顺槽设备选型 本次变更设计仅对破碎机及液压支架按现已招标的型号进行变更，其他采煤设备 均维持原设计不变。 原设计：破碎机选用 pem1000650 型颚式破碎机，过煤能力 1000t/h，电机功 率 55kw。 本次设计：破碎机利用 plm1000 型破碎机，过煤能力 1500t/h，电机功率 110kw。 原设计：液压支架选用 zzs6000-17/37 型 ，支撑高度为 1.7-3.7m。过渡支架选用 ztg7200-20/36 型 ，支撑高度为 2.0-3.6m。 本次设计：液压支架利用现有 zz6000-17/34 型 ，支撑高度为 1.7-3.4m。过渡支 架利用现有 zzg7200-17/34 型 ，支撑高度为 1.7-3.4m。（现有液压支架的技术参数 基本和原初步设计一致，只是支护高度发生变化，但根据地质报告 8 号煤层厚 2.50- 3.19m，平均厚 2.89m，现有液压支架支护高度满足要求。 ） 破碎机技术特征破碎机技术特征 型号 过煤 能力 (t/h) 破碎 能力 (t/h) 最大输 入块度 (mm) 最大输 出块度 (mm) 电动机 功率 (kw) 煤流间隙 调整范围 (mm) 外形尺寸 长宽高 (mm) 破碎机 总重 (t) 使用范围 plm100015001000720700150-30011015035401987178615.7 szz764/132 配套 第二节第二节 巷道掘进巷道掘进 一、巷道断面和支护形式一、巷道断面和支护形式 运输、轨道、回风大巷均沿煤层布置，矩形断面，锚网索喷支护形式，工作面顺 山西柳林鑫飞下山峁煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计（变更） 山西源通煤矿工程设计有限公司 - 19 - 槽、开切眼为矩形断面，锚网支护形式。轨道大巷变更为净宽4.5m，净高2.8m，净断 面 12.6m2；运输大巷变更为净宽4.5m，净高2.8m，净断面12.6m2；回风大巷变更为净 宽 5.0m，净高2.8m，净断面14.0m2。运输顺槽变更为净宽4.7m，净高2.8m，净断面 13.2m2，回风顺槽变更为净宽4.7m，净高2.8m，净断面13.2m2。 二、掘进工作面个数、组数，掘进的机械配备二、掘进工作面个数、组数，掘进的机械配备 基本维持原设计不变，只是按有关规定将 txu-150 型探水钻变更为 myz-200 型探 水钻。 详见采掘设备配备表3-2-1。 三、移交生产时的井巷工程量三、移交生产时的井巷工程量 矿井移交到达到设计生产能力时,新增井巷工程总长度 11697m,掘进总体积 163737m3,万吨掘进率 129.97m/万 t。 新增井巷工程量汇总见表 3-2-2。采区巷道布置详见图 3-2-1。 山西柳林鑫飞下山峁煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计（变更） 山西源通煤矿工程设计有限公司 - 20 - 第四章第四章 通风与安全通风与安全 第一节第一节 矿井通风矿井通风 原设计：矿井通风方式为中央并列式，采用机械风机抽出式通风。矿井总进风量 取 94m3/s，主斜井进风 34m3/s，副立井 60m3/s，回风井回风 94m3/s。风量分配综采 工作面：30m3/s；备用工作面：15m3/s，综掘工作面：15m3/s2，停掘工作面： 8m3/s，采区变电所：6m3/s，其它：5m3/s。 本次变更设计：矿井通风系统、矿井总进风量及风量分配均维持原设计不变。只 是由于各条巷道断面的变化，对矿井负压重新进行了计算。 一、矿井通风风压及等积孔计算一、矿井通风风压及等积孔计算 1、负压计算 选择矿井通风最容易和最困难的两个时期通风阻力最大的风路分别进行阻力计算， 其计算公式如下： h=lpq2/s3h局 式中：h矿井阻力；mmh2o； l井巷长度，m； a摩擦阻力系数，kgs2/m4； p井巷净断面周长，m； q通过井巷的风量，m3/s。 本次设计对矿井通风容易时期和困难时期分别进行了阻力计算，局部阻力系数按 15%计。 经计算，达到设计产量时，矿井最小负压 938.35pa，最大负压 1761.24pa。 详见矿井负压计算表 4-1-1、4-1-2。 山西柳林鑫飞下山峁煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计（变更） 山西源通煤矿工程设计有限公司 - 21 - 2、等积孔计算 a= h 1.19q 式中：a矿井等积孔，m2； q矿井总风量，m3/s； h负压，pa。 经计算，矿井通风容易时期等积孔为 3.65m2，通风困难时期等积孔为 2.67m2，矿 井通风阻力属小阻力矿井，矿井通风难易程度属容易。 第二节第二节 灾害预防及安全装备灾害预防及安全装备 本节维持原设计不变。但本次变更设计根据有关政策的要求，新增了六大系统的 设计内容。详细内容如下： 井下安全避险“六大系统”： 安监总煤装2010146 号文“国家安全监管总局国家煤矿安监局关于建设完善 煤矿井下安全避险“六大系统”的通知”要求：“建设完善煤矿井下监测监控、人员 定位、紧急避险、压风自救、供水施救和通信联络等安全避险系统（简称安全避险 “六大系统” ） ，全面提升煤矿安全保障能力” ，根据上述要求，建设完善安全避险 “六大系统”如下： 1、建设完善矿井监测监控系统。煤矿企业要按照煤矿安全监控系统及检测仪 器使用管理规范(aq1029-2007)的要求，建设完善安全监控系统，实现对煤矿井下 瓦斯、一氧化碳浓度、温度、风速等的动态监控，为煤矿安全管理提供决策依据。要 加强系统设备维护，定期进行调试、校正，及时升级、拓展系统功能和监控范围，确 保设备性能完好，系统灵敏可靠。要健全完善规章制度和事故应急预案，明确值班、 带班人员责任，矿井监测监控系统中心站实行 24 小时值班制度，当系统发出报警、 断电、馈电异常信息时，能够迅速采取断电、撤人、停工等应急处置措施，充分发挥 其安全避险的预警作用。 山西柳林鑫飞下山峁煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计（变更） 山西源通煤矿工程设计有限公司 - 22 - 设计按上述要求配备了 “kj70n型矿用安全生产监控系统 ” ，详见8 章内容。 2、建设完善煤矿井下人员定位系统。煤矿企业要按照煤矿井下作业人员管理 系统使用规范（aq1048-2007）的要求，建设完善井下人员定位系统，并做好系统 维护和升级改造工作，保障系统安全可靠运行。所有入井人员要携带识别卡（或具备 定位功能的无线通讯设备），确保能够实时掌握井下各个作业区域人员的动态分布及 变化情况。要进一步建立健全制度，发挥人员定位系统在定员管理和应急救援中的作 用。 本次变更设计利用原有 1 套 kj69j 型矿井人员考勤定位系统。可满足上述要求， 详见 8 章内容。 3、建设完善矿井压风自救系统。煤矿企业要在按照煤矿安全规程要求建立 压风系统的基础上，按照所有采掘作业地点在灾变期间能够提供压风供气的要求，进 一步建设完善压风自救系统。空气压缩机应设置在地面；井下压风管路要采取保护措 施，防止灾变破坏。矿井掘进工作面要安设压风管路，并设置供气阀门。 地面空压机房位于主井工业场地。利用了3台jn160-8型空气压缩机，冷却方式为 风冷，其中2台工作，1台备用，其性能参数如下：空压机额定排气量29.35m3/min， 额定排气压力0.8mpa，配套3台380v 160kw电动机。按照所有采掘作业地点在灾变期 间都能够提供压风供气的要求设置井下压风自救系统，沿主井井筒敷设1595型， 沿集中大巷敷设1595型，沿采区巷道和工作面顺槽敷设894型无缝钢管作为 压风管路。 压风自救装置设在压缩空气管路上，为所有采掘作业地点提供压缩空气。压风自 救装置设置在距离采掘工作面 25-40n 巷道内、放炮地点、撤离人员与警戒人叫所在 的位置以及回风巷道有人作业外。长距离的掘进巷道每隔 50m 设置一组压风自救装置。 每个压风自救装置一般可供 5-8 人使用，压缩空气供给量，每人不少于 0.3m3/min。 井下压风管路要采取保护措施，防止灾变破坏。 山西柳林鑫飞下山峁煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计（变更） 山西源通煤矿工程设计有限公司 - 23 - 4、建设完善矿井供水施救系统。煤矿企业要按照煤矿安全规程的要求，建 设完善的防尘供水系统；除按照煤矿安全规程要求设置三通及阀门外，还要在所 有采掘工作面和其他人员较集中的地点设置供水阀门，保证各采掘作业地点在灾变期 间能够实现提供应急供水的要求。要加强供水管路维护，不得出现跑、冒、滴、漏现 象，保证阀门开关灵活。 矿井供水施救系统水源引自高山水池(生活用水)，管道由副井引入井下，送至采 掘工作面及一切工作地点。每隔 50m 设置供水阀门，在支管处设