矿井兼并重组整合项目初步设计.doc

矿井兼并重组整合项目初步设计变更 1 前前 言言 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。 矿井兼并重组整合项目初步设计变更 2 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 矿井兼并重组整合项目初步设计变更 3 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。 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 矿井兼并重组整合项目初步设计变更 4 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20120604-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20120604-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、变更前后对照表四、变更前后对照表 序 号 本次变更设计前本次变更设计后变更理由 1轨道暗斜井倾角 18，长度 100m 轨道暗斜井倾角 19，长度 85m 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 总长度 4471m，其中煤巷 3923m，万吨掘进率 99.36m。新 增掘进总体积 43303m3。 矿井移交生产时，新增井巷工 程总长度 5455.4m，其中煤巷 4911.4m，万吨掘进率 121.23m。井巷新增掘进总体积 59151.06 m3。 3 过渡支架采用 zfg3200/16/24 型 支架，乳化液泵站采用 mrb125/31.5c 型。 过渡支架采用 zf3200/16/24 型 支架，乳化液泵站采用 brw200/31.5 型。 根据三机配套 矿井兼并重组整合项目初步设计变更 5 序 号 本次变更设计前本次变更设计后变更理由 4 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。 调整采区巷长度，重新 计算 5 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， 运量 300t/h，电机功率 55kw。 6 运输大巷采用一部 dtl80/30/275 型带式输送机： 运量 300t/h， p=75kw2 运输大巷装备 1 部 dsj80/30/255 型带式输送机， 运输距离长 610m，倾角 23，平均 2.5，运量 300t/h，电机功率 255kw。 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。 7 辅助运输设备： 1、 轨道大巷为 jd-1 型调度绞车 2、 轨道暗斜井为 jyb-1.2 防爆 提升绞车 3、 采区轨道巷为 jd-1 型调度绞 车 4、 回风顺槽为 jd-1 型调度绞车 辅助运输设备： 1、轨道大巷为 jd-2.5 型调度 绞车 2、轨道暗斜井为 jtpb- 1.21.0p 防爆提升绞车 3、采区轨道巷为 jd-1.6 型调 度绞车 4、回风顺槽为 jd-1.6 型调度 绞车 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。 8 主立井提升机电控型号为 2jk- 2.51.5/11.5 型绞车配套电控 变更后为 ztkg-plc-bpl 型变 频电控 订购型号变化，参数和 功能不变，满足要求。 9 主立井井底煤仓给煤机为 k-3 型， 功率 7.5kw gmw-3 型给煤机，功率 7.5kw 订购型号变化，参数不 变 10 副立井提升设备选用 2jk-3/31.5 型双滚筒提升机，功率 280kw， 电压 6kv，电控系统选用 ktj-p 型电控设备。 副立井提升机实际招标购买型 号为 2jk-31.5 型，电控型号 为 jkb/jbp-nt 型电控，其他 参数不变。 订购型号变化，参数和 功能不变，满足要求。 11 主要通风机选用 fbcdz-6-19b 型，电机功率 2185kw，一台 工作，一台备用。 fbcdz19 型，电机功率 2185kw，一台工作，一台备 用。 订购型号变化，参数不 变。矿井所需风量不变， 满足要求。 12 采区排水设备为两台 md46-306 型水泵，额定流量 46m3/h，额定 扬程 180m，功率 45kw 矿方实际招标购买为三台 md46-307 型水泵，额定流量 46m3/h，额定扬程 210m，功率 45kw 根据山西省煤矿建设 标准要求变更 矿井兼并重组整合项目初步设计变更 6 序 号 本次变更设计前本次变更设计后变更理由 13 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 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 1084 的无缝钢管 1100m， 在回风大巷和采区回风巷增加 1084 的无缝钢管 1400m， 在辅助进风巷和辅助回风巷铺 设 683 的无缝钢管 1600m 用来抢险救灾。 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 14 1、筛分楼设 zsg2-1845 双层振 动筛和 zsg-1845 单层振动筛两 次筛分，将原煤分为+100mm 大 块、50100mm 中块、 1350mm 小块以及-13mm 末煤 四个品种。大块、中块和小块经 转载带式输送机进入各自的储煤 场存放，末煤经转载带式输送机 进入筒仓存放。 2、储煤场容量为 6000t，每个筒 仓容量为 1000t，总容量 8000t， 缓冲生产天数为 5.8 天 1、原煤经蓖条筛和 3ya-1545 三层直线振动筛（已有振动筛， 改为一层， =13mm，p=15kw）分为 +50mm，1350mm 小块和 013mm 末煤，+50mm 经拣矸 后进入大块斜坡仓存放， 1350mm 小块经拣矸后运至块 煤封闭储煤棚，拣出的矸石经 矸石带式输送机运至矸石池。 末煤经带式输送机运至筒仓存 放， 2、末煤筒仓容量 3000t，小块 封闭储煤棚容量 3000t，大块斜 坡仓容量 50t，总容量 6050t， 缓冲天数 4.4 天，满足要求。 根据环保要求系统优化 15 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 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 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 全矿最大负荷有功功率： 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 结合其它专业变化后的 负荷进行变更。 16 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。 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；另一回路引自大阳 35kv 变电站 860、10kv 母线，架空 导线选择 lgj-185 型钢芯铝绞 线，供电距离 4.3km。 重新签订了高压供电合 同。 矿井兼并重组整合项目初步设计变更 7 序 号 本次变更设计前本次变更设计后变更理由 17 主副井绞车配电 s9-800/10 10/6.3 型油浸式变压器 s11-800/10 10/6.3 型油浸式变压 器 装备了更加节能的变压 器 18矿井安全监控系统：kj120n 型 矿井安全监控系统：kjf2000n 型 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 19 井下作业人员管理系统：kj122 型 井下作业人员管理系统： kj222（a）型 按专项设计变更 20 煤炭产量监控装置：dt-kc2000 型 煤炭产量监控装置：kj219 型按专项设计变更 21 通讯联络系统装备：hjk-120 型 数字程控交换机 通讯联络系统装备：sh- 3000ds 矿用程控通讯系统，容 量 300 门。 kt162 矿用无线通讯系统。 ktk113 煤矿井下数字广播 系统。 按专项设计变更 22 工业建（构）筑物总面积为 3395.28m2，其中新建建筑面积为 2179.72m2。工业建（构）筑物总 体积为：22453.80 m3, 其中新建 建筑体积为 17264.65m3。新建带 式输送机栈桥长度为 124m； 行政、公共建筑总面积为 4554.48m2，其中新建建筑面积为 1970.40m2。工业场地行政、公共 建筑总体积为 15029.81m3，其中 新建建筑体积为 6502.32m3。 工业建（构）筑物总面积为 6002.57m2，其中新建建筑面积 为 4787.01m2。工业建（构） 筑物总体积为：41467.54 m3, 其中新建建筑体积为 36278.39m3。新建带式输送机 栈桥长度：247m； 行政、公共建筑总面积为 5196m2，其中新建建筑面积为 2611.92m2。工业场地行政、公 共建筑总体积为 18216.96m3， 其中新建建筑体积为 9689.47m3。 23 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 艺，一体化净水器型号为 znyg- 10 型，两台。 矿井水处理设备： fa-30 型全 自动净水器两台，单台处理量 30 m3/h，最大处理能力 1440 m3/d。 考虑后期涌水量有增加 的可能，提高安全系数， 增大水处理能力 24 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 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。 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。 根据环保要求 矿井兼并重组整合项目初步设计变更 8 序 号 本次变更设计前本次变更设计后变更理由 25 原设计地面供水设施： 地面清水水池 1 座： v300m3(圆形钢筋砼， d=10m，h=4m)； 加压泵房水池 1 座： v9.0m6.0m3.6m； 地面供水设施： 地面消防水池 1 座： v300m3(圆形钢筋砼， d=10m，h=4m)； 静压水池 1 座： v300m3(圆形钢筋砼， d=10m，h=4m)； 备用水池 1 座： v200m3(圆形钢筋砼， d=8m，h=4m)； 加压泵房水池 1 座： v9.0m6.0m3.6m； 考虑分水质供水，增加 静压水池及其备用水池 26 原设计全矿井热负荷分别为： 1.工业场地建筑物热负荷： q1=105.58104w 2.浴室洗澡用热负荷： q3=26.56104w 3.井筒空气加热热负荷： q4=259.20104w 总计 q=391.34104w 全矿井热负荷为： 1.工业场地建筑物热负荷： q1=105.81104w 2.浴室洗澡用热负荷： q3=26.56104w 3.井筒空气加热热负荷： q4=174.49104w 总计 q=306.86104w 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。 27 井筒防冻设备：原设计在主 立井热风炉房内设矿用立式热风 炉 1 台，型号为 jrf-150，额定 供热量为 150 万大卡，满足主立 井井口防冻需求。 在副立井空气加热室内设蒸 汽型热风机组 1 台，型号为 krfj-25/40/5.5-z，额定供热量 为 1425000w，满足副立井井口 防冻需求。 井筒防冻设备：主立井 井筒防冻计算耗热量为 83.50104w ，设计算用 sjk- 25/60/2.0-q 两台，总计额定供 热量为 129.2104w，满足主立 井井口防冻需求。 副立井井筒防冻计算耗 热量为 94.63104w ，设计算 用 sjk-25/60/2.5-q 两台，总计 额定供热量为 169.47104w， 满足副立井井口防冻需求。 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。 28 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 szl1.4-1.25-95/70-a常压热水 锅，额定供热量为 140104w。 二号锅炉房内一台型号为 dzl1- 1.0-a蒸汽锅炉,额定蒸汽供应 量为 1t/h,折合供热量 70104w， 满足浴室用热需要，锅炉全年运 行。 在副井工业场地内新建锅炉 房 1 座，锅炉房内布置一台蒸汽 锅炉，型号为 dzl2-1.25-a， 额定供热量 140104w，用于满 足副立井防冻用热需要，锅炉仅 锅炉房设备：变更后在工 业场地内布置一座锅炉房，锅 炉房内新增两台锅炉，型号分 别为dzl6-1.25a，一台，额 定供热量420104w，用于满足 冬季井筒防冻及建筑物采暖热 负荷，仅采暖期运行； szl1.4-1.25-95/70-a型一台， 额定供热量140104w，用于满 足浴室用热，全年运行。 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。 矿井兼并重组整合项目初步设计变更 9 序 号 本次变更设计前本次变更设计后变更理由 冬季运行。 29 原设计矿井兼并重组整合项目初 步设计批复总造价为： 9401.99+392=9793.99 万元。 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 工程投资为 3134.37 万元；设 备及工器具购置投资为 7335.08 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。 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。 矿井兼并重组整合项目初步设计变更 10 第一章第一章 井田自然概况及资源整合前各矿现状井田自然概况及资源整合前各矿现状 第第一一节节 井井田田自自然然概概况况 不作变更，维持原设计。 第第二二节节 资资源源整整合合前前各各矿矿现现状状 不作变更，维持原设计。 矿井兼并重组整合项目初步设计变更 11 第二章第二章 资源整合的条件资源整合的条件 第第一一节节 资资源源条条件件 一、井田地质勘探程度及地质报告批准文号一、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、地质构造二、地质构造 不作变更，维持原设计。 三、煤层及煤质三、煤层及煤质 不作变更，维持原设计。 四四、其其它它开开采采技技术术条条件件 （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六、对井田地质勘探程度的评述 矿井兼并重组整合项目初步设计变更 12 不作变更，维持原设计。 第第二二节节 外外部部条条件件 一、外运条件分析一、外运条件分析 不作变更，维持原设计。 二、水源情况二、水源情况 不作变更，维持原设计。 三、电源情况三、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、征购地情况四、征购地情况 不作变更，维持原设计。 五、市场分析五、市场分析 不作变更，维持原设计。 第第三三节节 资资源源整整合合条条件件综综合合评评述述 不作变更，维持原设计。 矿井兼并重组整合项目初步设计变更 13 第三章第三章 井田开拓井田开拓 第第一一节节 资资源源兼兼并并重重组组前前开开拓拓开开采采现现状状 不作变更，维持原设计。 第第二二节节 井井田田境境界界及及资资源源/储储量量 一、井田境界一、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 730m600m 标高，生产规模为 450kt/a。井田拐点坐标见表 3- 2-1。 表表 3-2-1 井田拐点坐标表井田拐点坐标表 1980 西安坐标系 拐点号 xy 13950295.1438383595.72 23950052.0538384512.61 33949678.5338384495.17 43949681.2938384304.22 53949481.3238384300.69 63949508.3638382531.32 73949923.6738382526.00 83950216.4838382600.97 3#煤层 93950006.9938383400.86 二、资源二、资源/储量储量 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 矿井兼并重组整合项目初步设计变更 14 计可采储量不作变更，维持原设计。 第第三三节节 矿矿井井设设计计生生产产能能力力及及服服务务年年限限 矿井服务年限为8.2a。不作变更，维持原设计。 第第四四节节 井井田田开开拓拓 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18，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19，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 矿井兼并重组整合项目初步设计变更 15 分和配采关系分和配采关系 不作变更，维持原设计。 七、七、“三下三下”煤柱的留设及村庄搬迁煤柱的留设及村庄搬迁 不作变更，维持原设计。 第第五五节节 井井筒筒 一、井筒用途、装备及布置一、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。 表表 3-5-1 井筒特征表井筒特征表 井筒名称 序 号 井筒特征 主立井副立井回风立井 纬距（x）3950261.8833950450.3053950334.348 1井筒坐标 经距（y）19655782.21619655648.31819655967.901 2提升方位角/（） 3井筒倾角/（）909090 4井口标高/m+952.209+981.915+943.455 5井底标高/m+669+680+700 6井筒深度或斜长/m283302243 净5.55.04.0 7 井筒直径或 宽度/m表土掘进 （基岩） 6.5（6.1）6.0（5.6）5.0（4.6） 净23.7519.6312.56 8 井筒断面 /m2表土掘进 （基岩） 33.17（29.21）28.26（24.62）19.63（16.61） 厚度/mm500（300）500（300）500（300） 9井壁结构 材料料石砌碹料石砌碹料石砌碹 10井筒装备 装备 2jk- 2.5.5/11.5 提升 机、2.5t 箕斗、梯 子间 装备 2jk- 31.5/30e 双滚筒 提升机、4t 罐笼 配平衡锤、梯子 间 梯子间 二、井壁结构二、井壁结构 不作变更，维持原设计。 矿井兼并重组整合项目初步设计变更 16 第第六六节节 井井底底车车场场及及硐硐室室 一、井底车场形式的确定一、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）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。 表表3-6-1 变更设计前井底车场及硐室工程量表变更设计前井底车场及硐室工程量表 断面辅轨 序 号 巷道名称 支护 形式 支护厚 度 净掘 巷道 长度 掘进 体积 轨型长度 1井底车场（新掘）砌碹30011.8814.7470103218150 2管子道（已有）砌碹3005.457.49302251830 3井底水仓（已有）砌碹3004.05.988852618108 4 水泵房及变电所（已 有） 砌碹30013.0816.135080650 5消防材料库（已有）砌碹30010.1312.82329420 6等候硐室（新掘）砌碹30060 7井底煤仓（已有）砌碹30012.5616.6120332 8 清理洒煤斜巷（已有） 砌碹3005.457.49100749 合计4164024 变更内容： 矿井兼并重组整合项目初步设计变更 17 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。 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。 表表3-6-2 变更后变更后井底车场井底车场及硐室工程量表及硐室工程量表 断面辅轨 序 号 巷道 名称 支护 形式 支 护 厚 度 净掘 巷道 长度 掘进 体积 轨型长度 巷 道 坡 度 煤 岩 硬 度 水沟 长度 1 井底车场 （新掘） 砌碹30011.8814.74104157918200 水 平 3105 2 管子道 （已有） 砌碹3005.457.49302251830254-630 3 井底水仓 （已有） 砌碹3004.05.988852618108 水 平 4-6 4 水泵房及 变电所 （已有） 砌碹30013.0816.135080650 水 平 3 5 消防材料 库（已有）砌碹30010.1312.82329420 水 平 3 6 等候硐室 （新掘） 砌碹3006.4010.0556563 水 平 7 井底煤仓 （已有） 砌碹30012.5616.6120332904-6 8 清理洒煤 斜巷（已 有） 砌碹3005.457.49100749184-6 9 永久避难 硐室（新 掘） 锚网 喷 10012.0016.1054869 水 平 4-6 合计5326033135 矿井兼并重组整合项目初步设计变更 18 第四章第四章 大巷运输及设备大巷运输及设备 第第一一节节 运运输输方方式式的的选选择择 一、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18，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19，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。 第第二二节节 矿矿 车车 一、矿车选型一、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。 表表4-2-1 矿车规格特征表矿车规格特征表 名称型号 名义 载重 （t） 最大 载重 （t） 轨距 （mm） 轴距 (mm) 外型尺寸 （mm） 自重 （kg） 1t矿车mgc1.1-6a160055020008801150592 1t平板车mp1-6a1.02.060055020008801150464 1t材料车mc1-6a1.02.060055020008801150494 3t平板车mpc3-63.05.560024001050415530 16t平板 车 mp16-61660055027001200300811 二、矿车数量二、矿车数量 本矿达产时固定矿车数量按排列法确定，数量见表4-2-2。 矿井兼并重组整合项目初步设计变更 19 表表4-2-2 矿井达产时各类矿车数量表矿井达产时各类矿车数量表 序号设备名称设备型号单位数量备注 11t矿车mgc1.1-6a辆40利用原有 21t平板车mp1-6a辆8利用原有 31t材料车mc1-6a辆8利用原有 43t平板车mpc3-6辆4利用原有 516t平板车mp16-6辆10新购 矿井达产时共配备了1t、3t、16t系列矿车70辆。 第第三三节节 运运输输设设备备选选型型 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-800/30/255 型带式输送机）采区运输巷（dtl80/30/40 型带 式输送机）运输大巷（dtl80/30/275 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- 2.51.5 型提升机）地面生产系统。 变更设计前运输大巷采用一部 dtl80/30/275 型带式输送机运输（运 输倾角为 118） ，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-800/30/255 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 （dsj80/30/255 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-2.51.5 型提升机） 地面生产系统。 一、运输暗斜井带式输送机验算：一、运输暗斜井带式输送机验算： 矿井兼并重组整合项目初步设计变更 20 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： f1 f4 f2 f3 （二）带宽验算 1、按运行能力确定带宽：b 054 . 0 90085 . 0 0 . 26 . 3 300 6 . 3 vk q s 式中：q运输量，t/h； v胶带速度； 倾角系数，；k85 . 0 k 散煤容重，。 3 /900mkg 2、按原煤的最大粒度确定带宽b mmb8002002 式中：原煤的最大粒度，取。mm300 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： stsshu fffcff 21 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， 矿井兼并重组整合项目初步设计变更 21 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 (2)cos ) hrorubg ffl qqqqg 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； 每米物料重，带式输送机小时运输量按 g q v q qg 6 . 3 q=300t/h 计算； mkg v q qg/67.41 0 . 26 . 3 300 6 . 3 上部托辊组选用 =108mm 托辊， ； ro q mkgqro/83 . 8 下托辊组选用 =108mm 托辊，； ru q mkgqru/93. 2 胶带为 pvg680s 型橡胶面整芯带，带强 680n/mm，每米带重 b q 。mkgqb/ 6 . 10 由此，经计算得 n gqqqqflf o gbruroh 5 . 2737 81 . 9 18cos67.41 6 . 10293 . 2 83. 813003 . 0 )cos)2( 2、主要特种阻力 1sgl fff 不选用前倾托辊，故 0f 矿井兼并重组整合项目初步设计变更 22 n bv gli f v gl 2 . 162 495 . 0 0 . 2 5 . 381 . 9 9 . 00926 . 0 6 . 01000 22 2 2 1 2 2 2 式中：输送能力，m3/s； 2 v i 0926 . 0 9006 . 3 300 6 . 3 q iv 导料栏板长度，3.5m； l b1导料槽两栏板间的宽度，带宽 800mm 皮带取 0.495m； 2物料与导料栏板间的摩擦系数，取 0.6。 故， nfs 2 . 162 1 3、附加特种阻力 2srp fff 本带式输送机不配置犁式卸料器，故 fp=0 n apfr 720 6 . 010602 . 0 4 3 式中：a清扫器和输送带接触面积，； 2 02 . 0 012 . 0 008 . 0 ma p清扫器和输送带间的压力，取 6104n/m2； 3清扫器和输送带间的摩擦系数，取 0.6。 故nfs720 2 4、倾斜阻力 nhgqfst 7 . 1642118sin13081. 967.41 式中：h输送机受料点与卸料点间的高差，m。 由此，总圆周力 n fffcff stsshu 8 . 21820 7 . 16421720 2 . 1625 .273765 . 1 21 其中，查表，取 c1.65。 矿井兼并重组整合项目初步设计变更 23 （四）功率计算 传动轴功率 pa为：kw vf p u 64.43 1000 0 . 2 8 . 21820 1000 a 电动机功率 pm：kw p p a m 9 .53 19 . 09 . 0 64.43 / 式中：传动效率，取 0.9； /电压降系数，一般取 0.9； /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： n ah gqqa f d bgo 5 . 7691 01 . 0 8 81 . 9 6 . 1067.412 . 1 /8 )( max min 回程分支： n ah gqa f d bu 5 . 3899 01 . 0 8 81 . 9 6 . 103 /8 max min 2、输送带工作时不打滑保持的最小张力： 2minumax 1 ff 1e 其中：起动时传动滚筒的最大圆周力 nkff auu 2 . 327315 . 1 8 . 21820 max 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，胶带与滚筒的摩 210 擦系数，按不打滑条件则有 3 . 0 3 enf 4 . 16342 min2 计算输送机各点张力，忽略附加阻力，可得 f3点张力： nn qqflghgqff brub 5 .7691 8 . 12662 18cos 6 . 1093 . 2 81. 913003 . 0 81 . 9 18sin1306 .10 4 . 16342 cos 23 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 矿井兼并重组整合项目初步设计变更 24 ，pvg680s 为最小强度 pvg 胶带，满足要求。 2 . 14 2 . 38163 800680 1 f bg n （七）传动滚筒选择： 初定传动滚筒为 1 个 dt（a）80a206y（z）直径为 630mm，许用 合力为 80kn，许用扭矩 12kn.m。 传动滚筒所受合力：fn=fumax+2f2min=65.4kn2196kn。 根据以上计算，可满足回采工作面顶板支护要求。 四、工作面回采方向与超前关系四、工作面回采方向与超前关系 不作变更，维持原设计。 五、采煤工作面的循环数、月进度、年进度及工作面长度五、采煤工作面的循环数、月进度、年进度及工作面长度 不作变更，维持原设计。 六、回采率六、回采率 井田内3号煤层平均厚度为6.0m，为厚煤层，据煤炭工业矿井设计规 范要求，设计采区回采率78%，工作面回采率取93%。 第第二二节节 采采区区布布置置 不作变更，维持原设计。 第第三三节节 巷巷道道掘掘进进 一、巷道断面和支护形式一、巷道断面和支护形式 变更设计过前断层轨道暗斜井采用半圆拱型断面，倾角18，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19，长度85m，巷道支护及断面不变。 因受f1断层影响，完整性较差，一采区顶板压力较大。为了保证巷道 支护质量，确保采掘安全，将采区轨道巷、采区运输巷、采区回风巷，及 首采面回风顺槽、辅助回风顺槽的支护形式变更为双钢棚加强支护，断面 保持不变。为保留辅助回风顺槽、辅助进风顺槽和外切眼，作为接替工作 面顺槽重复利用，对辅助回风顺槽