鑫隆初设变更(修改)

前言根据山西省煤矿企业兼并重组工作领导组办公室晋煤重组办发【2009】45号《关于吕梁市中阳县、兴县煤矿企业兼并重组整合方案（部分）的批复》,中阳县鑫隆煤源有限公司为单独保留矿井,兼并重组整合主体为山西桃园腾阳能源集团。于2012年11月13日核发采矿许可证,证号为C1400002009121220048049i有效期至2032年11月13日。山西吕梁中阳桃园鑫隆煤业有限公司原为中阳县鑫隆煤源有限公司,隶属于中阳县鑫隆煤源有限公司,井田面积为13.4026km,,批采4、6、10号煤层,由7个拐点坐标圈定,开采标高+540m—+1160m,生产能力为900kt/a,兼并重组后批采4、5い6、10号煤层,生产能力为900kt/a,井田范围与兼并重组前相同,整合主体为山西桃园腾阳能源集团有限责任公司。地质报告编制及批复山西省第三地质工程勘察院2010年7月编制的《山西吕梁中阳桃园鑫隆煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告》并以山西省煤炭工业厅晋煤规发[2010]1841号文件予以批复。初步设计编制及批复我公司2011年4月编制完成了《山西吕梁中阳桃园鑫隆煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计》,并于2011年5月31日以山西省煤炭工业厅晋煤办基发【2011】859号文件予以批复。安全专篇编制及批复。我公司2011年7月编制了《山西吕梁中阳桃园鑫隆煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计安全专篇》,2011年7月18日山西煤矿安全监察局晋煤监安二字[2011]348号文件对该初步设计安全专篇进行了批复。开エ报告批复。2011年8月31日山西省煤炭工业厅以晋煤办基发[2011]1254号文件“关于山西吕梁中阳桃园鑫隆煤业有限公司矿井兼并重组整合矿井开エ建设的批复”。本矿井从2011年8月开エ建设至2013年3月。地面工业场地内生产生活设施工程均已基本完工。井下已完成的工程有:主斜井、副斜井、副斜井井底车场、胶带大巷、轨道大巷、回风大巷、管子道、主水泵房、井底水仓、主变电所、井底煤仓上部通风联络巷、井底煤仓、清理撒煤斜巷、信号调度洞室。主斜井井筒、副斜井井筒、回风立井井筒井底已贯通,形成了由地面主要通风机供风的全风压通风系统;回风立井井筒内安装了梯子间。正在进行的井下工程有:采区水仓、采区水泵房、10号煤西轨道下山绞车房、10号煤南翼总回风大巷仅剩约100m工程完工及避难胴室。根据鑫隆煤矿委托:鑫隆矿井在基建过程中,因地质和矿井井巷施工变化,提出设计变更如下。1、井下巷道连接局部调整变更。变更原因：由于矿方在实际施工过程中,由于煤层倾角变化较大,为便于煤炭运输、辅助运输及通风,矿方在实际施工过程中局部调整。2、部分巷道断面变更原初设：10号煤胶带下山、轨道下山、回风下山巷道为半圆拱断面。变更后:10号煤胶带下山、轨道下山、回风下山部分巷道由半圆拱断面改为矩形断面。变更原因：矿方在实际施工过程中10号煤下山倾角较大,10号煤下山巷道位于岩层中巷道为原初设半圆拱断面,由于进入10号煤层后为保留!0号煤层直接顶板采用矩形巷道断面。3、采掘设备变更原初设：1)4号煤采煤机MG2X40/102-TWD4号煤转载机SZZ630/4010号煤采煤机MG132/320-WD10号煤前部可弯曲刮板输送机为SGZ-630/15010号煤转载机SZZ-630/902)掘进工作面设备掘进机EBZ-120。变更后：1)4号煤采煤机MG100/240-BWD4号煤转载机SZZ630/7510号煤采煤机MG200/468-WD10号煤前部可弯曲刮板输送机为SGZ-764/26410号煤转载机SZZ-764/2002）掘进工作面设备掘进机EBZ160变更原因:根据实际揭露的4号煤层煤层厚度小、构造多、顶底板为硬质砂岩;10号煤层厚度构造多、大部分巷道沿煤层底板掘进,且部分地段煤（岩）层倾角大,施工时需破顶、底板采掘,采煤机、掘进机功率适当提高后,以适应采掘需要。4、井下胶带下山及大巷胶带机变更原因:矿方定货设备与原初步设计中部分设备型号不符。5、西轨道下山辅助运输设备变更原因:西轨道下山角度原初设为14°,矿方实际施工过程中最大坡度为23°,不适合无极绳绞车运输,变更为液压提升绞车。基于以上变更及由于以上变更引起矿井井上、下各系统相应变化（详见表1）,山西吕梁中阳桃园鑫隆煤业有限公司委托我公司编制《山西吕梁中阳桃园鑫隆煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计变更》。表1山西吕梁中阳桃园鑫隆煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计变更对照表项目内容原初设变更后变更原因一井田开拓与开采1主斜井、副斜井断面支护主斜井表土段采用钢筋混凝土砌砲支护方式，基岩段采用锚喷支护,锚网喷混凝土厚度100mm。副斜井表土段采用钢筋混凝土砌磴支护方式,基岩段采用锚喷支护,锚网喷混凝土厚度100mm〇主斜井表土段采用混凝土砌破支护方式,基岩段采用锚喷支护,锚网喷混凝土厚度150mm。副斜井表土段采用混凝土砌値支护方式,基岩段采用锚喷支护,锚网喷混凝土厚度150mm〇原初步设计根据地震烈度7度设计;经核实本井田范围内地震烈度为6度,根据设计规范,表土段用素混凝土支护即可。为了加强主、副斜井基岩段支护强度将喷浆厚度由100mm变更为150mm。2爆炸材料发放兩军井下冇爆炸材料发放碉室不设置爆炸材料发放嗣室井下布置两个综采工作面、四个综掘工作面很少使用火工品。3井底车场碉室支护消防材料库混凝土砌砧、主斜井井底等候兩室混凝土砌磴;调度、信号洞室混凝土砌砲。消防材料库锚网喷支护、主斜井井底等候兩室锚网喷支护、调度、信号胴室锚网喷支护。根据围岩地质情况锚网喷支护满足支护要求改善支护性能。二大巷运输及设备

项目内容原初设变更后变更原因110号煤北胶带大巷带式输送机带式输送机型号:DTL100/110型,带宽:B=1000mm:运输量:Q=650t/h;带速:V=2.5m/s,电动机：YB2-315S-4型,N=110kW,1台,防爆带式输送机型号:DSJ100/2X55型带宽:B=1000mm:运输量:Q=650t/h;带速：V=2.5m/s.电动机:YBS-250M-4型,N=55kW,2台,防爆。矿方招投标定货设备。210号煤西胶带下山大巷带式输送机带式输送机型号：DTL100/2X450型带宽:B=1000mm:运输量:Q=700t/h:带速：V=3.15m/s.电动机：YB2-400-50-4型,N=450kW,2台，防爆。带式输送机型号:DTL100/2X400型带宽:B=1000mm:运输量：Q=650t/h,带速：V=3.15m/s«电动机：YB560s2-4型,N=400kW,2台,防爆。由于井下巷道及带式输送机运输量发生变化。36号煤西轨道卜.山辅助运输设备选用SQ-60/75型单轨无极绳连续牵引车,无极绳牵引车配套电机，YB型，660V,75kW.选用JTYB-1.6X1.2型单滚筒防爆液压提升绞车，滚筒直径Dg=1.6m,选用Yあ型660V185KW电动机驱动。6号煤西轨道下山角度原初设为14°,矿方实际施工过程中最大坡度为23°,不适合无极绳绞车运输，变更为液压提升绞车。410号煤西轨道下山辅助运输设备选用SQ-80/160D型单轨无极绳连续牵引车，无极绳牵引车配套电机,YBユ型,660V,160kWo选用JKYB-2.5X2.0J型单滚筒防爆液压提升绞车，选用YBユ型10kV355KW电动机驱动。6号煤西轨道下山角度原初设为14°,矿方实际施工过程中最大坡度为23°,不适合无极绳绞车运输,变更为液压提升绞车。三采区布置及装备1采掘设备1）,4号煤采煤机MG2X40/102-TWD4号煤转载机SZZ630/4010号煤采煤机MG132/320-WD10号煤前、后部可弯曲刮板输送机为SGZ-630/15010号煤转载机SZZ-630/902）掘进工作面设备掘进机EBZ-12O03）综掘工作面局部通风机:大巷综掘面FBD-N°5.6/2X11局部通风机,顺槽综掘而采用FBD-No5.6/2X15局部通风机。1）、4号煤采煤机MG100/240-BWD4号煤转载机SZZ630/7510号煤采煤机MG200/468-WD10号煤前、后部可弯曲刮板输送机为SGZ-764/26410号煤转载机SZZ-764/2002）掘进工作面设备掘进机EBZ1603）综掘工作面局部通风机：大巷、顺槽综掘面变更为FBD-No6.0/2X15局部通风机。1）根据实际揭露的4号煤层厚度变化不稳定,10号煤层厚度较大,且煤质较硬，采煤机功率适当提髙后，相应变更。2）综掘工作面局部通风机，按上级管理部门规定淘汰FBD-NO5.6/2X1I局部通风机。

项目内容原初设变更后变更原因210号煤西胶带下山、西轨道下山、西回风下山断面变更10号煤西胶带下山净宽4.5m,净高3.75m,净断面14.70m2,半圆拱型,锚喷支加锚索补强护方式，喷射厚度为120mm；10号煤西轨道下山净宽3.6m,净高3.3m,净断面10.49n?,半闕拱型,锚喷支加锚索补强护方式,喷射厚度为120mm；10号煤西回风下山净宽4.0m,净高3.6m,净断面12.68mコ，半闕拱型，锚喷支加锚索补强护方式,喷射厚度为120mm。10号煤西胶带下山从654.52m处以西变为矩形,矩形断面规格为净宽4.5m,净高2.8m,净断面12.60m?,锚喷支护,喷射见度为150mm；10号煤西轨道下山从561.7m处以西由半圆拱变为矩形，矩形断面规格为净宽3.8m,净高2.8m,净断面10.640?,锚喷支护方式,喷射厚度为100mm；10号煤西回风下山从562.22m处以西变为矩形断面,净宽3.8m»净高2.8m,净断面10.64m2,锚喷支护方式，喷射厚度为100mm。矿方在实际施工过程中10号煤下山倾角较大,10号煤下山巷道位于岩层中巷道为原初设半圈拱断面不变，由于进入10号煤层后为不破坏煤层上部直接顶板,保留10号煤层直接顶板采用矩形巷道断面。36号煤北胶带大巷6号煤北胶带大巷，采用矩形断面、锚喷加锚索补强支护方式,净宽4.40m,净高2.50m,净断面ll.OOnf",喷射厚度为120mm。6号煤北胶带大巷,采用半圆拱断面、锚喷加锚索补强支护方式,净宽4.40m,净高3.50m,净断面13.32m2,喷射厚度为120mm〇6号煤层为半煤岩巷道,采用半圆拱断面受カ好,易于支护。44号煤回风顺槽4号煤回风顺槽巷道净宽3.5m,净高2.50m净断面8.75m2〇4号煤回风顺槽巷道净宽4.0m,净高2.50m净断面10.0m2。4号煤冋风顺槽开d123.8m以后因使用掘进机掘进净宽3.5m不能满足施工要求。54号煤工作面开切眼4号煤工作面开切眼巷道净宽20m,净高1.0m,净断面5.20m"开切眼采用锚网索支护,并每隔3m打四根15.24m长的锚索补强支护。4号煤工作面开切眼巷道净宽6.0m,净高1.7m,净断面10.2mユ。开切眼采用锚网索支护,并每隔1.6m打四根6.0m长的锚索补强支护。开切净高1.0m不能满足设备运输安装需要;矿方施工采用每隔1.6m打四根6.0m长的锚索补强支护。610号煤层开切眼10号煤层开切眼巷道净宽6.00m,净高2.6m,净断面28.00m"开切眼采用锚网索支护,并每隔3m打四根15.24m长的锚索补强支护。10号煤层开切眼巷道净宽7.00m,净高2.8m,净断面19.6m2,开切眼采用锚网索支护,并每隔1.6m打六根8m长的锚索补强支护。开切眼巷道净宽6.00m,净高2.6m不能满足设备运输安装需要；矿方施工每隔1.6m打六根8m长的锚索补强支护。四通风与安全1矿井通风矿井总进风量为122m%,其中主斜井进风量52m%,副斜井进风量70m%,南翼回风立井回风122m%。矿井通风容易时期和困难时期最大负压分别为237.16mm%。(2324.14Pa)和263.58mmHQ(2583.08Pa)。矿井总进风量为122m%,其屮主斜井进风量52mシs,副斜井进风量70m%,南翼回风立井回风122m%。¢)井通风容易时期和困难时期最大负压分别为228.42mm%。(2238.48Pa)和254.60mmHq(2495.05Pa)井下巷道断面发生变化。2束管采样与火灾气体色谱分析系统设计推荐束管采样JSG6型束管采样KSS-200型KSS-200型系统已包含设计系统的功能,矿方招投标定货设备。

项目内容原初设变更后变更原因3黄泥灌浆设备螺旋缝钢管D168*7980米D146*73300米,泥浆泵:3PNL2台卧式泥浆输送泵SB200-35A/55kw 2套,钢管型号为:主管DN1591440m,支管DN108 2840m矿方在市场上买不到3PNL型泥浆泵,根据设计参数,矿方招投标定货设备。4防灭火系统氮气防灭火系统。凝胶灭火系统。采用凝胶系统防灭火更具有快速、安全、复燃率低优越性。5避灾嗣室4号煤工作面胶带顺槽、辅运顺槽各设置ー个内设可移动救生舱的避难碉室。在距10号煤西下山与北大巷连接处320m处,设置一个永久避难碉室。4号煤工作面顺槽内各设ー个可移动救生舱的避灾兩室不变。取消距10号煤西ド山与北大巷连接处320m处的ー个永久避灾碉室。在10号煤西下山与北大巷连接处设置ー个永久避难嗣室。在4号煤北轨道大巷西侧,离4号煤4001胶带进风顺槽15m处，设置ー个永久避难胴室。根据井下采掘工作面人员避灾要求。6移动救生舱型号选用しD-30型可移动分体式避难所配置系统。选用KJYF96/12型矿用可移动救生舱系统。根据井下人员避险要求设置。7矿井安全生产监控系统矿井现冇装备KJ33型安全生产监控系统。矿.井装备KJ70N型煤矿安全生产监控系统。矿方招投标定货设备。8产量监控系统矿井现冇装备ー套XK3120-B1产量监控系统。矿.井装备煤炭产量监控系统KJ219型一套。矿方招投标定货设备。9井下作业人员移动目标监测跟踪系统矿井配置ー套KJ128A煤矿专用井下人员管理系统。井下定位分站,KJF80型12台,无线编码发射器KGE37B型400个。矿井配置ー套KJ128A煤矿专用井下大员管理系统。KJ128A-F型井下人员定位分站10台,备用2台。配置读卡器KJ128A-F1型16台,备用2台,配置KJ128A-K1型标识卡480个。分站型号及标识卡型号、数量,变更。10地面通信系统矿方已有SOC8000型矿用程控通信交换机512门,行政、调度合一・行政用户数量120个,调度用户100个。矿井已有装备SOC8000型矿用程控通信交换机512门。行政、调度合一。行政用户200门、调度用户数量200个。调度用户数量变化。11井下通信本安型调度电话机,用户数量35个。设置KT103.3型本安型调度电话机,用户数量46个。井下用户数量变化。12井下移动通信系统设计选用KT25型煤矿无线通信系统。矿井装备KT105A型煤矿无线通信系统。矿方招投标定货设备。13井下广播系统设计选用CMKXY型矿用智能应急救援语音系统。矿井装备KT199型井下广播系统ー套。矿方招投标定货设备。

项目内容原初设变更后变更原因五提升、通风、排水设备和压缩空气设备1空气压缩机3台BLT-350A型螺杆式空气压缩机,其中2台工作,1台备用。三台GA250-8.5型螺杆式空气压缩机,两台工作，一台备用。空气压缩机性能参数与原初设一致，型号由设备招投标后确定。>-/\地面生产系统1副井生产系统副斜井布置了!?套/DC-3型常闭式防跑车装置,挡车栏吸收最大动能为3MJo副斜井设置ZDC30-2.2型常闭式防跑车装置,设置间距为70m,共设10套，挡车栏吸收最大动能为4.872MJ。矿方在市场上买不到原初设设计设备,矿方招投标定货设备。七总平面布置及防洪排涝1排肝场地排肝场地大工业场地东侧约500m处的荒山沟中。排肝场地在工业场地东北侧约1000m处的麻家沟。根据已批复的环境影响报告。ハ电气1电气(1)＞全矿最大负荷有功功率为5780kWo(2)地面35kV变电所:矿方现有两台SZ9-6300/3535/1OkV6300kVA变压器，井已采购一台SZ11-12500/35 35/1OkV12500kVA变压器。(1)、全矿最大负荷冇功功率为8963.7kW。(2)地面35kV变电所:矿方决定采购两台SFZ11-12500/3535/1OkV12500kVA变压器。(1)增加预留选煤厂负荷及矿井用电设备容量变化。(2)考虑到简化变电所操作以及变压器的型号保持一致。九地面建筑11:业建筑物及构筑物在建筑物及构筑物特征表9-1-1中有内燃机库，无2号清水池。在建筑物及构筑物特征表9-1-1中取消内燃机库,増加2号清水池一座V=300m3,D=ll.l0m,H=3.5m,钢筋险水池一座。优化设计。2行政、公共建IR,(1)矿办公楼原矿办公楼原为五层砖混结构，主要为矿管理、技术人员及职エ教育提供办公场所现改为五层框架结构。优化设计(2)职エ餐厅职エ餐厅原为ー层砖混结构。优化建筑结构后改为二层框架结构。为更好的改善职工就餐条件,提供较为舒适的就餐场所。(3)单身公寓单身公寓原为五层砖混结构。优化建筑结构后改为五层框架结构。为更好的改善职工住宿条件提供良好的居住环境。

项目内容原初设变更后变更原因给水排水与采暖1采暖通风锅炉房内设二台WNS6-1.25-AIII型煤粉蒸汽锅炉。锅炉房内设一台DZL6-1.25-A型蒸汽锅炉、一台DZL4-1.25-A型蒸汽锅炉和一台DZL2.8-0.7/95/70-A型热水锅炉。使用链条炉排锅炉污染物排放量同样能达到环保要求,且应用技术比煤粉锅炉成熟。トー技术经济1概算矿井建设总投资54923.90万元,吨煤投资610.27元。建设项目总资金为55153.44万元,吨煤投资为612.82元。部分设备、井巷工程以及经济取费发生变化。第一章井田开拓与开采ー、井筒支护方式（一）主斜井表土段采用钢筋混凝土砌値支护方式,基岩段采用锚喷支护,锚网喷混凝土厚度100mm。副斜井表土段采用钢筋混凝土砌値支护方式,基岩段采用锚喷支护,锚网喷混凝土厚度!00mm〇变更为:主斜井表土段采用混凝土砌値支护方式,基岩段采用锚喷支护,锚网喷混凝土厚度150mm。副斜井表土段采用混凝土砌値支护方式,基岩段采用锚喷支护,锚网喷混凝土厚度!50mm0变更原因:原初步设计根据地震烈度7度设计;经核实本井田范围内地震烈度为6度,根据设计规范，表土段用素混凝土支护即可。为了加强主、副斜井基岩段支护强度将喷浆厚度由100mm变更为!50mm〇主斜井、副斜井表土段、基岩段断面图,见图ITT、图1T-2、图1-1-3,图1T-4。二、井底车场及洞室（一）爆炸材料发放碉室原初步设计:井下有爆炸材料发放嗣室本次设计变更:不设置爆炸材料发放嗣室。变更原因：按初设井下布置两个综采工作面、四个综掘工作面很少使用火工品。（-）井底车场胴室原初步设计:消防材料库混凝土砌値、主斜井井底等候碉室混凝土砌値;调度、信号嗣室混凝土砌砧。本次设计变更:消防材料库锚网喷支护、主斜井井底等候胴室锚网喷支护、调度、信号碉室锚网喷支护。变更原因：矿方根据围岩地质情况变更为锚网喷支护,满足支护要求改善支护性能。第二章大巷运输及设备一、主要运输巷道断面变更(--)巷道断面变更1、10号煤下山巷道断面原初设:10号煤西胶带下山净宽4.5m,净高3.75m,净断面14.70m2,半圆拱型,锚喷支加锚索补强护方式,喷射厚度为120mm；10号煤西轨道下山净宽3.6m,净高3.3m,净断面10.49m、半圆拱型,锚喷支加锚索补强护方式,喷射厚度为120mm；10号煤西回风下山净宽4.0m,净高3.6m,净断面12.68m,,半圆拱型,锚喷支加锚索补强护方式,喷射厚度为120mm；变更后:10号煤西胶带下山从654.52m处以西变为矩形,矩形断面规格为净宽4.5m,净高2.8m,净断面12.GOm・锚喷支护，喷射厚度为150mm；10号煤西轨道下山从561.7m处以西由半圆拱变为矩形,矩形断面规格为净宽3.8m,净高2.8m,净断面10.64m、锚喷支护方式,喷射厚度为100mm；10号煤西回风下山从562.22m处以西变为矩形断面,净宽3.8m,净高2.8m,净断面10.64m、锚喷支护方式,喷射厚度为100mm；变更原因:矿方在实际施工过程中10号煤下山倾角较大,10号煤下山巷道位于岩层中巷道为原初设半圆拱断面不做变更,由于进入10号煤层后不破坏煤层上部直接顶板。保留原有10号煤层直接顶板,采用矩形巷道断面便于巷道支护。2、6号煤北胶带大巷断面原初设:6号煤北胶带大巷,采用矩形断面、锚喷加锚索补强支护方式,净宽4.40m,净高2.50m,净断面ll.OOm?,喷射厚度为120mm。变更后:6号煤北胶带大巷,采用半圆拱断面、锚喷加锚索补强支护方式,净宽4.40m,净高3.50m,净断面13.32m2,喷射厚度为120mm.变更原因：6号煤层为半煤岩巷道,采用半圆拱断面受カ好,易于支护。二、大巷主运输设备选型变更矿井胶带运输大巷铺设三条带式输送机,分别为6号煤北胶带大巷带式输送机、

10号煤北胶带大巷带式输送机和10号煤西胶带下山大巷带式输送机。由于井下巷道及带式输送机运输量发生变化,矿方定货设备与原初步设计中部分设备型号不符,具体变化如下:项目矿方定货设备原初步设计10号煤北胶带大巷带式输送机带式输送机型号:DSJ100/2X55型带宽:1000mm:运输量:Q=650t/h;带速:V=2.5m/s:设计长度:L=368m:提升高度：H=14m;倾角a=2.2°!电动机:YBS-250M-4型,N=55kW,2台,防爆:减速器：SDJ-150型,2台;制动器:BYWZ5-315/50型,2台;胶带:整芯阻燃带,带强1400N/mm,符合MT914-2008标准要求；拉紧装置:绞车拉紧:配备保护装置ー套。带式输送机型号：DTL100/110型带宽:B=1000mm:运输量：Q=700t/h:带速:V=2.5m/s;设计长度:L=368m:提升高度:H=14m!倾角a=2.2°:电动机:YB2-315S-4型,N=110kW,1台,防爆:减速器：ZSY400-25型，1台;制动器:BYWZ5-400/80型,1台，防爆;液カ耦合器:Y0T“500型，一台；胶带:整芯阻燃带，带强680N/mm,,符合MT914-2008标准要求;拉紧装置:ZY-400型液压拉紧装置;配备保护装置ー套。10号煤西胶带下山大巷带式输送机带式输送机型号:DTL100/2X400型带宽:B=1000mm;运输量:Q=650t/h;带速：V=3.15m/s;设计长度:L=825m!提升高度：H=206.6m;倾角a=14.5°:电动机：YB机0S2-4型,N=400kW,2台,防爆;减速器：B3sHi4A型,2台;调速型液カ耦合器:YOTGC650E,两台;制动器:BYWZ5-500/B201型，2台，防爆:逆止器:NJ180-S-230型逆止器,额定逆止カ矩180kNm,1台;胶带:钢丝绳芯阻燃带,带强2500N/mm,符合MT668-2008标准要求;拉紧装置：重载车式拉紧;配备保护装置ー套。带式输送机型号：DTL100/2X450型带宽：B=1000mm:运输量:Q=700t/h;带速:V=3.15m/s:设计长度:L=1003m；提升高度：H=240m;倾角a=14.5°!电动机:YB2-400-50-4型,N=450kW,2台,防爆;液体粘性软启动装置:YN-5,两台;制动器:BYWZ5-630/301型,2台，防爆;逆止器:NYD320型逆止器，额定逆止力矩270kNm,1台;胶带:钢丝绳芯阻燃带，带强3150N/mm,,符合MT668-2008标准要求;拉紧装置:ZY-400型液压拉紧装置;配备保护装置ー套。现对矿方定货的各带式输送机进行校核计算,过程如下:（-）10号煤北胶带大巷带式输送机校验过程1、输送带宽度选择带式输送机最小带宽B22Xa+200=800mm（物料最大粒度a=300mm）因此,矿方定货的带宽B=1000mm的可伸缩带式输送机满足要求。2、输送机输送能力及年运输量计算（1）输送机输送能力10号煤北胶带大巷带式输送机输量为650t/h,当带宽B=1000mm,带速V=2.5m/s时,带式输送机最大运量为913t/h,10号煤北胶带大巷带式输送机倾角为2.2。,考虑倾角系数1后的最大运输量为913t/h>650t/h,满足运输要求。¢2)年运输量计算10号煤北胶带大巷带式输送机年运输能力计算:Q=0.4XQ或X16X330/(1.2X1.05X1.1)=990476t其中,Q皮=650t/h3、10号煤北胶带大巷带式输送机基本技术参数如下:带宽:B=1000mm运输量:Q=650t/h带速:V=2.5m/s设计长度：L=368m提升高度:H=14m倾角a=2.2°4、带式输送机布置图及受カ简图如下所示:5、圆周カ计算：传动滚筒圆周カ按以下公式计算:Fu=CFh+Fsi+FS2+Fst(€=1.28)其中,主要阻カ五H=ル(の?0+%U+(2%+%)cosざ)g主要特种阻力み=エ+%附加特种阻カム=工+。式中每米物料重心=竺―”一=12.22kg/m:初选直径为133nlm的槽形托3.6レ 3.6'2.5

辑,转动部分重量外〇=15.75kg/m;初选直径为133mm的平形托辑,转动部分重量qRU=5.36kg/m；利用矿方现有的PVG1400S阻燃带,带强1400N/mm,每米带重ム=17.8依/〃[;摩擦阻カ系数f=0.03〇(1)主要阻カFh=fL{qR0+qRU+(2qB+qc)cosd)g=0.03x368x[15.75+5.36+(2xl7.8+72.22)xcos2.2°]x9.81=13955^(2)主要特种阻カー尸身+ね不选用前倾托辑,故エ.=0F_〃2ムひg/1000X0.7X0.22x0.9x9.81x4.52.52x0.612=478N其中い3.6/73.6x900=其中い3.6/73.6x900=0.2オ/s外=0.7,/=4.5m,bl=0.61/n故ら=478N（3）附加特种阻カ用2=エ+々本带式输送机不配置犁式卸料器,故Fp=0Fr=A”3=0.025x6x104x0.6=900N其中Aーー清扫器的接触面积,ー个头部清扫器和一个空段清扫器,A=0.01+0.015=0.025ガ故用2=900N

（4）倾斜阻カ死==72.22x14x9.81=9919^由此,总圆周カFu=CF〃"=1.28x13955+478+900+9919=29160^6,功率计算FVPA1000FVPA100029160x2,51000-=72.9たWpp 729电动机功率片I=—~—= =93.65kWMワク’グ0.9x0.93x0.93因此矿方定货的功率为2X55kW的电动机可以满足要求。7、张カ计算（1）限制输送带下垂度的最小张カ:承载分支:Fmjn?a°(qB+qG)g-8(呵皿承载分支:Fmjn?a°(qB+qG)g-8(呵皿1.2x(17.8+72.22)x9.818x0.01=13246N回程分支:Fmjn>a旳Bg

8(h/a)g3x17.8x9,818x0.01=6548N（2）输送带工作时不打滑保持的最小张カF>F---2mm—Umax 1其中:起动时传动滚筒的最大圆周カFumax=|FuIxKA=29160X1.5=43740N取e=exe=6.954(其中e=2.44e=2.85)则有F2min27346N由Fg=7346N,计算输送机各点张カ,忽略附加阻カ,可得明点张カ:

f4=F2-qBHg+ルg(q(w+qBcos^)=7346-17.8x14x9.81+0.03x368x9.81x(5.36+17.8cos2.2)=7408N<13246N不满足垂度条件。将以增加至14000N后重新计算各点张カ得:F2=13938N,F尸43098N,F,.2=28518NO8、验算F43098(1)ー」= =1.51?e加パ2.44»满足不打滑要求。TOC\o"1-5"\h\z外2 28518冬=桨豊=2.05?e哂22.85,满足不打滑要求。F、 13938(2)胶带安全系数.=^^=14001000=32.48,胶带安全系数偏大,但为4 43098了利用矿方现有的输送带,避免重复购买造成浪费,因此仍采用PVG1400s阻燃带。9、传动滚筒选择:初定传动滚筒为DTII(A)100A206Y(Z)直径为630mm,许用合力为73kN,许用扭矩!2kN.m。传动滚筒所受最大合力:F„=71616N<73kN传动滚筒所受扭矩:M==21870X0.315=6889N.m<12kN.m由此可见,传动滚筒满足要求。10、制动器选型电动机轴上所需制动装置的制动カ矩:M=0.75。［ク仃"-\2り8+ク00+りリリ)ム7の］g0.75x0.63x[72.22xl4-(2xl7.8+15.75+5.36)x368x0.012]x9.81- 20=176N.m其中:i=7rDn其中:i=7rDn60v «2060x2.5因此选用BYWZ5-315/50型制动器,额定制动カ矩为400N.m能满足要求。根据以上计算,矿方定货的DSJ100/2X55型可伸缩带式输送机满足运输要求。（-）10号煤西胶带下山大巷带式输送机校核过程1、输送带宽度选择带式输送机最小带宽B22Xa+200=800mm（物料最大粒度a=300mm）因此，选用B=1000mm的带宽满足要求。2、输送机输送能力及年运输量计算（1）输送机输送能力10号煤西胶带下山大巷带式输送机运量为650t/h,由于角度较大,为降低胶带的强度,选定带速为3.15m/s。当带宽B=1000mm、带速V=3.15m/s时,带式输送机最大运量为1150t/h,10号煤西胶带下山大巷带式输送机倾角为14.5°,考虑倾角系数0.9后的最大运输量为1035t/h>650t/h,满足运输要求。（2）年运输量计算10号煤西胶带下山大巷带式输送机年运输能力计算:Q=0.4XQfiX16X330/（1.2X1.05X1.1）=990476t其中，Q皮取650t/h。3、10号煤西胶带下山大巷带式输送机基本技术参数如下:带宽:B=1000mm运输量:Q=650t/h带速：V=3.15m/s设计长度:L=825m提升高度:H=206.6m倾角a=14.5°4、带式输送机布置图及受カ简图如下所示:F3

5、圆周カ计算:传动滚筒圆周カ按以下公式计算:Fi，=CF“+FsけFsz+Fst (C=l.12)其中,主要阻カド”=fL(qR0+qRU+(2qB+qG)cos3)g主要特种阻カら=エ+七附加特种阻カハ2=工+エ提升阻カF"=qGHg式中每米物料重%=至2.=——竺^—=51.32kg/m;初选直径为133mm的槽形托3.6レ 363.15辑,转动部分重量外。=15.75kg/m;初选直径为133mm的平形托辑,转动部分重量qRU=5.36kg/m;选用钢丝绳芯阻燃带,带强2500N/mm,每米帯重み=36.8依/加;摩擦阻カ系数f=0.03〇(1)主要阻カFh=ル0〇+Qru+(2/+%)cosざ)g=0.03x825x[15.75+5.36+(2x36.8+57.32)xcos14.50]x9.81=35900^(2)主要特种阻カ0=エ+〃不选用前倾托辑,故工=0Fgl~%1000X0.7X〇がxQ,9x9,81x4.53.152x0.612=301N其中/、・=Q其中/、・=Q3.6夕_650__3.6x900=0.2m3Is〃2=0.7,/=4.5m,bl=0.6bn故用]=301N

（3）附加特种阻カFs2=『Fp本带式输送机不配置犁式卸料器,故Fp=Oェ=加"3=0.025x6x104x0.6=900N其中Aーー清扫器的接触面积,一个头部清扫器和一个空段清扫器,A=0.01+0.015=0.025m2故用2=900N（4）倾斜阻カ=57.32x206.6x9.81=116173^由此,总圆周カ外=Cぢ+，+%+%=1.12x35900+301+900+116173=157582^6、功率计算1000157582x3.151000=496.38kW电动机功率Pm=グク‘グ’0.9x0,9x0,9—=680.9W因此矿方定货的两台功率为400kW的电动机可以满足要求。71000157582x3.151000=496.38kW电动机功率Pm=グク‘グ’0.9x0,9x0,9—=680.9W因此矿方定货的两台功率为400kW的电动机可以满足要求。7、张カ计算（1）限制输送带下垂度的最小张カ:承载分支:Fmin>ao(qB+qG)g_1.2x(36.8+57.32)x9.81_8め）皿8x0.01回程分支:ユ口之3x36.8x9.818x0.01=13538(N)(2)输送带工作时不打滑保持的最小张カF>F---2min—Umaxunief-1其中:起动时传动滚筒的最大圆周カFUmax=|Fu|xKA=l57582xl.5=236373N取e=exe=6.954(其中e=2.44e=2.85)贝リ有F2min23970ON由F2m=39700N,计算输送机各点张カ,忽略附加阻カ,可得K点张カ:り=F2-qBHg+ftg(qRu+qBCOSざ)=39700-36.8x206.6x9.81+0.03x825x9.81x(5.36+36.8cosl4.5)=-24932N<13850N不满足垂度条件。将F4增加至!4000N后重新计算各点张カ得：F2=78632N,F尸236214N,F-=157423N。8、验算(1)-□-= =1.5?emlJ'2.44,满足不打滑要求。外2 157423外2外2,57423.Z？e哂F2786322.85,满足不打滑要求。(2)胶带安全系数St仓吧(2)胶带安全系数St仓吧25001000236214=10.58,满足要求9、传动滚筒选择:初定传动滚筒为DTH(A)100A109Y(Z)直径为1250mm,许用合力为450kN,许用扭矩52kN.m。传动滚筒所受最大合力:F产393637kN<450kN传动滚筒所受扭矩:M=%./?=78791X0.625M9244N.m<52kN.m由此可见,传动滚筒满足要求。10、逆止器选型：带式输送机传动滚筒的逆止カ

Fl=F.”—0.8fgL（（］ro4-qRU+2%）4；qG_ sina_=104361N作用于传动滚筒的逆止力矩MfFlXD/2000=65.23kNm,考虑エ况系数凡=2,则逆止器额定逆止カ矩M>K?XMl=130.46kNm。因此,选用NJ180-S-230型逆止器,额定逆止カ矩180kNm能满足要求。11、制动器选型电动机轴上所需制动装置的制动カ矩:M_0・丿5。［り（；//—（2りb+ク氏。+り氏。）L/|01g0.75X1.25X[57.32x206.6-(2x36.8+15.75+5.36)x799x0.012]x9.8131.5=3192Mm其中:i兀Dn60；其中:i兀Dn60；^■x1.25x149060x3.15之31.5因此选用BYWZ5-500/201型制动器,额定制动カ矩为3600N.m能满足要求。根据以上计算,10号煤西胶带下山大巷带式输送机能满足运输要求。三、辅助运输系统变更一）6号煤西轨道辅助运输设备（一）原初步设计6号煤西轨道下山运距全长264.0m,最大倾角14°,采用单轨无极绳连续牵引车担负矿井井下的材料、设备等辅助运输任务。（-）设计依据：运量:材料、设备：30车/班餐车:1车/班研石：20车/班其它:6车/班最重件：9.24t（不含平板车自重）倾角amax=14°；运星巨L=264.0mo钢丝绳选用20NAT6X19S+FC1570ZS207144型钢丝绳,主要技术参数:绳径dK=20mm,绳重Pk=1.44kg/m;钢丝绳抗拉强度1570MPa;钢丝绳中全部钢丝破断拉カ总和Qs=25L298kN。提升绞车的选择:选用SQ-60/75型单轨无极绳连续牵引车,主要技术参数:最大牵引力F=60kN,绳速0.67m/s、1.12m/s、1.7m/s（运送最重件时以V=L12m/s运行,空载时V=L7m/s运行）。无极绳牵引车配套电机,YB型,660V,75kWo（二）变更设计依据6#煤轨道斜巷倾角变化辅助提升设备相应变更。6#煤轨道斜巷斜长264.0m,平均坡度15°最大坡度23°,担负6#煤生产的材料、设备等辅助提升任务。1、设计依据轨道暗斜井井筒倾角 23°轨道暗斜井井筒斜长 264.0m最大班作业提升量：材料设备：30车/班砰石:20车/班爆破材料:1车/班其它：6次/班最大件重量9.24t（不含平板车重）2、轨道暗斜井提升设备选型（1）提升容器下放物料：采用3辆It材料车组列，材料车自重520kg;装载2000kg:提升肝石;采用3辆11矿车组列,升降重大件采用PCZ6/20重型平板车,自重1240kg；载重9240kg。（2）钢丝绳选择及钢丝绳安全系数校验钢丝绳绳端荷重;提重大件设备:Qdxfi=4239.6kg提升材料: Qd材料=3O58.3kg提升肝石: QdfM,=2924.8kg钢丝绳所需的每米重量:P縄’=-j-； =1.61kg/m；—。'"ど’缠ーLcx(sina+0.2xcosor)ma根据以上计算,选用22NAT6X7+FC1670ZS268166型钢丝绳,其主要技术参数:钢丝绳直径d=22mm,单重Pk=1.66kg/m,抗拉强度Qs=1670MPa,钢丝破断拉カ总和Qs=303.912kN。钢丝绳安全系数校验提升大件：m=6.80>6.5；提升材料:m=9,17>6,5；提升砰石:m=9,55>6.5；均满足要求。(3)提升机及电动机选择滚筒直径:Dg260d=1320mm钢丝绳最大静张カ：提最重件时: 写軍=Fc求=44.72kN提升材料时: Fjn=Fc«=33.13kN提升肝石时: Fjtf=Fctf=31.82kN选用JTYB-1.6X1.2型单滚筒防爆液压提升绞车,其主要技术参数：滚筒直径Dg=1.6m,滚筒宽度B=1.2m,最大静拉カFz=45kN,提升绞车最大运行速度V=3.0m/s,钢丝绳在滚筒上作双层缠绕,缠绕宽度B，=882mm。液压传动系统驱动电动机计算功率N=149.08kW(电动机功率按提升材料计算,提升最重件时以V=2.0m/s运送)，选用YBユ型660V185KW电动机驱动。提升机等效功率及过载系数提最大件：等效カFdx大=44.1kN等效时间Tdx大=156s驱动电动机等效功率Ndx人=105.39kW最大转矩比y大=0.52V0.85ym=1.7提升材料:等效カFd料=35.63kN等效时间Tdpi=116.67s驱动电动机等效功率Nd科=127.72kW最大转矩比Y科=0.63（4）提升能力:按最大提升速度Vmax=3m/s计算,最大班作业时间2.58h。最大班作业时间平衡表见表2-3-lo表2-3-1 轨道暗斜井最大班作业时间平衡表序号提升内容单位每班提升量每次提升量每班次数每次时间（S）每班时间（s）备注1砰石车203729820862设备、材料年3031032832803其:它次6629817884火药、雷管车21074.72149.4合计9303.4s 2.58h（三）配电及控制轨道暗斜井提升机洞室两回660V电源引自井下中央变电所。提升机电控设备由液压提升机厂成套提供。电控系统机、电、液压保护齐全,符合《煤矿安全规程》的有关规定。轨道暗斜井选用隔爆型斜井提升信号装置ー套。（四）6号煤轨道斜巷斜井跑车防护装置6号煤轨道斜巷斜井选用ZDC30-2.2型常闭式跑车防护装置,该装置在缓冲2.3米时缓冲能量达到了2.2MJ,根据煤炭行业标准《MT933-2005》规定跑车防护装置缓冲距离为0.3〜10m,按安全系数为2,缓冲距离为5m计算,可得该跑车防护装置抗冲击能量为4.782MJo1、设计依据:斜巷长度:137m倾角:23°最大件及平板车总重量:10480kg,最大提升速度V=2m/s。2、设备选型：L=（（E-0.5mV2））/mg（sina-ロcosa）（按矿车运行计算）=122.8mLー矿车斜段缓冲长度挡车栏吸收最大动能 E=4.782MJ（串车运行阻カ !1=0.015因此,6#煤轨道斜巷设置ZDC30-2.2型常闭式防跑车装置,设置间距为120m,共设2套。二）10号煤西轨道辅助运输设备（一）原初步设计10号煤西轨道下山运距全长960m,最大倾角14°,采用单轨无极绳连续牵引车担负矿井井下的材料、设备等辅助运输任务。1、设计依据:运量:材料、设备:30车/班餐车:1车/班肝石:20车/班其它:6车/班最重件:15.5t（不含平板车自重）倾角Omax=14°；运总巨L=960mo钢丝绳选用24NAT6X19S+FC1570ZS298207型钢丝绳,主要技术参数:绳径dK=24mm,绳重R=2.07kg/m;钢丝绳抗拉强度1570MPa;钢丝绳中全部钢丝破断拉カ总和Qs=361.772kN。提升绞车的选择:选用SQ-80ハ60D型单轨无极绳连续牵引车,主要技术参数：最大牵引力F=80kN,绳速0.02〜2.5m/s（运送最重件时以V=1.7m/s运行,空载时V=2.5m/s运行）。无极绳牵引车配套电机,YB2型,660V,160kWo（二）设计变更依据10#煤西轨道斜巷倾角变化辅助提升设备相应变更。10#煤西轨道斜巷斜长960m,平均坡度15°最大坡度23°,担负10#煤生产的材料、设备等辅助提升任务。1、设计依据轨道暗斜井井筒倾角 23°960m轨道暗斜井井筒斜长最大班作业提升量:材料设备:30车/班肝石:20车/班爆破材料:1车/班其它:6次/班最大件重量15.5t(不含平板车重)2、轨道暗斜井提升设备选型960m(1)提升容器下放物料：采用3辆It材料车组列,材料车自重520kg;装载2000kg;提升肝石;采用3辆It矿车组列,升降重大件采用PCZ6/20重型平板车,自重1240kg；载重15500kgo(2)钢丝绳选择及钢丝绳安全系数校验钢丝绳绳端荷重:提重大件设备：Qd大件=6772.0kg提升材料: Qd材料=3O58.3kg提升肝石: Qd肝”=2924.8kg钢丝绳所需的每米重量:P绳’=丁j - =3.03kg/m；—〇'.丝绳ーLcx(sina+0.2xcosa)て根据以上计算,选用30NAT6X7+FC1670ZS499310型钢丝绳,其主要技术参数:钢丝绳直径d=30mm,单重Pk=3.10kg/m,抗拉强度Qs=1670MPa,钢丝破断拉カ总和Qs=565.866kN。钢丝绳安全系数校验提升大件:m=6.70>6.5；提升材料:m=11,79>6,5；提升肝石:m=12,12>6,5；均满足要求。(3)提升机及电动机选择滚筒直径:Dg260d=1800mm钢丝绳最大静张カ提最重件时: 耳术=F（1朮=84.44kN提升材料时: FjM=FcM=48.01kN提升肝石时: Fj“=Fc“=46.70kN选用JKYB-2.5X2.0J型单滚筒防爆液压提升绞车,其主要技术参数：滚筒直径Dg=2.5m,滚筒宽度B=2.0m,最大静拉カFz=90kN,提升绞车最大运行速度V=4.Om/s,钢丝绳在滚筒上作三层缠绕,缠绕宽度B，=1574.5mm。液压传动系统驱动电动机计算功率N=288.05kW（电动机功率按提升材料计算,提升最重件时以V=2.0m/s运送）,选用YB/型10kV355KW电动机驱动。提升机等效功率及过载系数提最大件:等效カFdx人=80.68kN等效时间Tdx人=504s驱动电动机等效功率Ndx大=192.82kW最大转矩比Y大=0.61V0.85ym=1.7提升材料:等效カFd料=45.29kN等效时间Td朴=268.5s驱动电动机等效功率Nd料=216.47kW最大转矩比Y料=0.72（4）提升能力：按最大提升速度Vmax=4m/s计算,最大班作业时间2.58h。最大班作业时间平衡表见表2-3-2〇表2-3-2 轨道暗斜井最大班作业时间平衡表序号提升内容单位每班提升量每次提升量每班次数每次时间（S）每班时间⑸备注1砰石2037605.674239.692设备、材料乍30310635.676356.73「に次662983634.02合计14908.01s 4.14h备注爆破材料检修班下放。3、配电及控制轨道暗斜井提升机嗣室两回10kV电源引自井下中央变电所。提升机电控设备由液压提升机厂成套提供。电控系统机、电、液压保护齐全,符合《煤矿安全规程》的有关规定。轨道暗斜井选用隔爆型斜井提升信号装置一套。(三)10号煤轨道斜巷斜井跑车防护装置10号煤轨道斜巷斜井选用ZDC30-2.2型常闭式跑车防护装置,该装置在缓冲2.3米时缓冲能量达到了2.2MJ,根据煤炭行业标准《MT933-2005》规定跑车防护装置缓冲距离为0.3〜10m,按安全系数为2,缓冲距离为5m计算,可得该跑车防护装置抗冲击能量为4.782MJo由于10#煤轨道斜巷倾角变化较多,因此对各段巷道分别进行跑车防护装置选型计算。1、巷道倾角23。段(1)设计依据:斜巷长度:321,86m倾角:23。最大件及平板车总重量:16740kg,最大提升速度V=2m/s。(2)设备选型：L=((E-0.5mV2))/mg(sina-ucosa)(按矿车运行计算)=76.72mLー矿车斜段缓冲长度挡车栏吸收最大动能 E=4.782MJ串车运行阻カ m=0.015因此，10#煤轨道斜巷倾角23。段设置ZDC30-2.2型常闭式防跑车装置,设置间距为70m,共设6套。2、巷道倾角9。段(1)设计依据:斜巷长度:416.76m倾角:9°最大件及平板车总重量:16740kg,最大提升速度V=2m/s。(2)设备选型:L=((E-0.5mV2))/mg(sina-ロcosa)(按矿车运行计算)=204.2mLー矿车斜段缓冲长度挡车栏吸收最大动能 E=4.782MJ串车运行阻カ !1=0,015因此,10#煤轨道斜巷倾角9。段设置ZDC30-2.2型常闭式防跑车装置,设置间距为200m,共设3套。3、巷道倾角15。段(1)设计依据:斜巷长度:71m倾角:15。最大件及平板车总重量:16740kg,最大提升速度V=2m/s。(2)设备选型：L=((E-0.5mV2))/mg(sina-ucosa)(按矿车运行计算)=118mLー矿车斜段缓冲长度挡车栏吸收最大动能 E=4.782MJ串车运行阻カ R=0.015因此,10#煤轨道斜巷倾角9。段中央位置设置1套ZDC30-2.2型常闭式防跑车装置。第三章采区布置及装备ー、综采工作面设备选型变更根据井下煤层厚度及周边矿井采掘设备的使用情况,及矿方订货情况,本次设计变更对综采工作面采煤机、可弯曲刮板输送机、转载机等进行了调整。(-)原初步设计工作面设备选型1、4号、10号煤工作面设备选型1)4号煤工作面设备(1)采煤机原初设:冋采工作面采煤设备:设计选用MG2x40ハ02-TWD型电牵引双滚筒采煤机,采高0.7〜1.6m,截深0.60m,电机功率180kW。(3)转载机原初设:转载机选用SZZ630/40型刮板转载机,出厂长度25m,链速0.854m/s,输送能力400t/h,电机功率40kW,电压等级为660/1140V。2)10号煤工作面设备(1)采煤机原初设:回采工作面采煤设备:设计选用MG132/320-WD型电牵引双滚筒采煤机,采高1.3〜2.8m,截深0.60m,电机功率320kW。(2)工作面可弯曲刮板输送机原初设:设计选用与采煤机配套的SGZ630ハ50型可弯曲刮板输送机前部、后部两部,其技术特征见表3-1-1。表3-1-1 SGZ630/150型可弯曲刮板输送机、、参数型号ヾ、设计长度(m)出厂长度(m)输送量(t/h)链速功率(kW)电压等级(V)链条型式SGZ630/1501501502500.868180660/1140中双链(3)转载机原初设:转载机选用SZZ630/90型刮板转载机,出厂长度25m,链速1.07m/s,输送能力600t/h,电机功率90kW,电压等级为660ハ140V。(二)变更后4号、10号煤工作面设备选型1、4号、10号煤工作面设备选型1)4号煤工作面设备(1)4号煤采煤机由于4号煤层属薄煤层,实际揭露煤层倾角较大、煤质较硬且煤层赋存不稳定,原初设选用采煤机已不能满足需要,采煤机功率适当提高后,相应变更。变更后:考虑煤层倾角较大、煤质较硬且煤层赋存不稳定,为确保设备运行的可靠性,设计选用采煤机MG100/240-BWD型采煤机,采髙0.7〜1.6m,截深0.60m,电机功率240kWo(3)转载机变更后:转载机选用SZZ630/75型刮板转载机,出厂长度25.0m,链速1.31m/s,输送能力600t/h,电机功率75kW,电压等级为660/1140V。变更原因：矿方订购设备。10号煤工作面设备(1)采煤机变更后：回采工作面采煤设备：设计选用MG200/468-WD型电牵引双滚筒采煤机，采高1.3〜2.8m,截深0.60m,电机功率468kW。工作面可弯曲刮板输送机变更后：设计前、后部可弯曲刮板运输机选用与采煤机配套的SGZ-764/264型可弯曲刮板输送机,其技术特征见表3-1-2。表3-1-2 SGZ-764/264型可弯曲刮板输送机数型号、、设计长度(tn)出厂长度(m)输送量(t/h)链速功率(kW)电压等级(V)链条型式SGZ-764/2641501506000.952X132660/1140中双链变更原因:与采煤机配套。(3)转载机变更后:转载机选用SZZ-764/200型刮板转载机,出厂长度42m,链速L38m/s,输送能力1200t/h,电机功率200kW,电压等级为660ハ140V。变更原因：与刮板机配套。二、巷道掘进1、巷道断面和支护形式本次设计变更井下巷道主要有:6号煤北胶带大巷、10号煤西胶带下山、西轨道ド山、西冋风下山,4号煤轨道回风顺槽,4号煤工作面开切眼,10号煤工作面开切眼。井下巷道断面比原初设均有所变化。(1)6号煤北胶带大巷原初设:6号煤北胶带大巷,采用矩形断面、锚喷加锚索补强支护方式,净宽4.40m,净高2.50m,净断面11.00nA喷射厚度为120mm。变更后:6号煤北胶带大巷,采用半圆拱断面、锚喷加锚索补强支护方式,净宽4.40m,净高3.50m,净断面13.32甘,喷射厚度为120mln。变更原因：6号煤层为半煤岩巷道,采用半圆拱断面受カ好,易于支护。10号煤西胶带下山、西轨道下山、西回风下山断面原初设:10号煤西胶带下山净宽4.5m,净高3.75m,净断面14.70m2,半圆拱型,锚喷支加锚索补强护方式,喷射厚度为120mm；10号煤西轨道下山净宽3.6m,净高3.3m,净断面10.49m2,半圆拱型,锚喷支加锚索补强护方式,喷射厚度为120mm:10号煤西回风下山净宽4.0m,净高3.6m,净断面12.68m2,半圆拱型,锚喷支加锚索补强护方式,喷射厚度为120mm。变更后：10号煤西胶带下山从654.52m处以西变为矩形,矩形断面规格为净宽4.5m,净高2.8m,净断面12.60m2,锚喷支护,喷射厚度为150mm；10号煤西轨道下山从561.7m处以西由半圆拱变为矩形,矩形断面规格为净宽3.8m,净高2.8m,净断面10.64m2,锚喷支护方式,喷射厚度为100mm；10号煤西回风下山从562.22m处以西变为矩形断面,净宽3.8m,净高2.8m,净断面10.64m2,锚喷支护方式,喷射厚度为100mm。变更原因:矿方在实际施工过程中10号煤下山倾角较大,10号煤下山巷道位于岩层中巷道为原初设半圆拱断面,由于进入10号煤层后为保留10号煤层直接顶板采用矩形巷道断面。4号煤轨道冋风顺槽变更原初设：4号煤回风顺槽巷道净宽3.5m,净高2.50m净断面8.75n)2。变更后：4号煤回风顺槽巷道净宽4.0m,净高2.50m净断面10.0m2〇变更原因：4号煤回风顺槽开口123.8m以后因使用掘进机掘进净宽3.5m不能满足施工要求。4号煤工作面开切眼变更原初设:4号煤工作面开切眼巷道净宽5.20m,净高1.0m,净断面5.20m2。开切眼采用锚网索支护,并每隔3m打四根15.24m长的锚索补强支护。变更后:4号煤工作面开切眼巷道净宽6.0m,净高1.7m,净断面10.2mユ。开切眼采用锚网索支护,并每隔L6m打四根6.0m长的锚索补强支护。变更原因:开切净高1.0m不能满足设备运输安装需要;矿方施工采用每隔1.6m打四根6.0m长的锚索补强支护。10号煤工作面开切眼变更原初设：10号煤层开切眼巷道净宽6.00m,净高2.6m,净断面28.00mユ。开切眼采用锚网索支护,并每隔3m打四根15.24m长的锚索补强支护。变更后：10号煤层开切眼巷道净宽7.00m,净高2.8m,净断面19.6mユ。开切眼采用锚网索支护,并每隔L6m打六根8m长的锚索补强支护。变更原因：开切眼巷道净宽6.00m,净高2.6m不能满足设备运输安装需要;矿方施工每隔L6m打六根8m长的锚索补强支护。大巷、顺槽巷道断面详见图3-2-1>3-2-2、3-2-3、3-2-4、3-2-5、3-2-6、3-2-7〇2、移交生产时井巷工程量原初设:矿井移交生产时,新增井巷工程总长度16047.78m,其中煤巷8575.29m,占新增井巷工程总长度的53.4%,万吨掘进率178.30m。井巷新增掘进总体积220715.95m3,其中新增洞室体积为11500,00m3〇变更后:矿井移交生产时,新增井巷工程总长度15828.40m,其中煤巷8575.29m,占新增井巷工程总长度的54.18%,万吨掘进率175.87m〇井巷新增掘进总体积221588.69m3,其中新增碉室体积为!2000.00m3〇变更原因：10号煤西下山巷道西部局部调整。3、综掘工作面设备变更。(1)掘进机变更原初设：掘进机EBZ120,功率190k设变更后:掘进机EBZ160,功率260kW。变更原因：4号煤为半煤岩巷,4号、10号煤层倾角较大,煤质较硬,需适当提高掘进机功率,相应变更。(2)综掘工作面局部通风机原初设:大巷综掘面FBD-No5.6/2X11局部通风机,顺槽综掘面采用FBD-No5.6/2X15局部通风机。变更后:大巷、顺槽综掘面变更为FBD-N&6.0/2X15局部通风机。变更原因:按上级管理部门规定淘汰FBD-N&5.6/2X11局扇。第四章通风与安全ー、矿井通风（一）矿井通风变更根据安监总煤装（2011）162号文件,本矿井为瓦斯矿井。（二）通风方式和通风系统矿井通风方式为中央并列式。矿井通风方法采用机械抽出式。（三）风井数目、位置、服务范围及服务时间根据井田开拓部署,矿井移交生产时共有3井筒,其中2个进风井,即主斜井、副斜井;1个南翼回风立井。主斜井、副斜井和南翼回风立井。该三个井筒均服务于整个矿井,服务年限与矿井服务年限相同。在矿井后期开采井田北部煤层时,布置一个后期北翼回风立井。（四）掘进通风及碉室通风4号、10号煤层大巷综掘工作面选用FBD+b6.0/2xl5,功率为2xl5kw,380/660V隔爆型压入式轴流局部通风机。4号、10号煤层顺槽综掘工作面选用FBD-N°6.0/2xl5,功率为2xl5kw,380/660V隔爆型压入式轴流局部通风机。井下主排水泵房、主变电所、井下等候室等采用串联通风，实行矿井主扇全负压通风。（五）矿井风量、风压及等积孔的计算一）矿井总风量计算根据《煤矿安全规程》第103条规定,矿井总进风量计算如下:1、按井下同时工作的最多人数计算9^=4^^8-ia式中:N 井下同时工作的最多人数,69人:K矿通 矿井通风系数,取1.20；则Qra=4x69x1.20=331,2m3/min=5.52（m3/s）2、按采煤、掘进、碉室及其它用风地点实际需要风量的总和计算Q矿进=（ZQ栗+ZQ据+ZQ耐+ZQ乍+ZQ其它）xkダ通式中:ZQ采——采煤工作面实际需要风量的总和,m3/s；ZQ«ーー掘进工作面实际需要风量的总和,m3/s；ZQ屮 爾室实际需风量的总和，m3/s；ZQ典它ーー矿井除了采煤、掘进和胴室地点外的其它井巷需要进行通风的风量总和,m3/So（1）综采工作面实际需求量计算①以采煤工作面回风巷瓦斯浓度不超过1%为标准，且应低于最高风速4m/s。Q«=100xq绝xkc式中:Q栗 采煤工作面需要风量，m3/min；q绝ーー采煤工作面绝对瓦斯涌出量,m3/min,根据鑫隆煤矿瓦斯预测报告4号煤采煤工作面绝对瓦斯涌出量3.08m3/min,10号煤采煤工作面绝对瓦斯涌出量3.79m3/min；kcーー采煤工作面因瓦斯涌出不均匀的风量备用系数,取1.2；则采煤工作面所需要风量为：4号煤工作面Q«=100x3,08x1.20=431,2m3/min=6.16m3/s〇10号煤工作面Q«=100x3.79xl.20=530.6m3/min=7.58m3/So②按工作面温度计算Q«=60VcScKi式中:Vc——采煤工作面适宜风速,取1.5m/s；Sc——采煤工作平均有效断面，取4号煤2.80m\10号煤7.02m?；跖——工作面长度系数，取1.2；4号煤工作面Q«=60x1,5x2.8x1,2=302.40m3/min=5.04m3/So10号煤工作面Q«=60x1.5x7.02x1.2=758.16m3/min=12.64m3/s③按工作人员数量计算Q«=4n=4xll=44m3/min=0.73m3/s根据以上计算4号煤层工作面配风量不应小于6.16mシs,10号煤层工作面配风量不应小于12.64m/so④按风速验算0.25xSc<Q來<4xSc4号煤层0.7n?/s<Q來<lL2n?/s,取Q栗=6.16m%10号煤层1.8m3/s<Q£<28.1n?/s,取Q栗=12.64n?/s（2）ZQ綜*:的确定①按掘进面最多工作人数计算Q掘=4xNxK式中:Q——"掘进工作面需风量;m3/minN——工作面交接班时最多人数;11人4——每人每分钟供风标准；m3/minK——矿井通风系数,取1.20；Qm=4x11x1,20=52.8m3/min=0.88m3/s②按瓦斯涌出量计算Q綜掘=100xq掘xkd式中;Q綜掘 综掘工作面实际需风量,m3/min；q揃——掘进工作面绝对瓦斯涌出量,m3/min；（根据瓦斯预测报告,4号煤掘进エ作面绝对瓦斯涌出量为0.40m3/min,10号煤掘进工作面绝对瓦斯涌出量为0.96m3/min）okd——掘进工作面瓦斯涌出不均衡备用系数,取2.0；4号煤层Q綜揃=100Xq绝期Xkd=100X0.40X2.0=80mソmin=L33m7so10号煤层Q保姆=100Xq绝崩Xkd=100X0.96X2.0=192m'/min=3.20m%。③按局部通风机的实际风量计算;大巷综掘工作面选用FBD-№6.0/2X15,功率为2X15kw,380/660V隔爆型压入式轴流局部通风机。采用单巷掘进,压入式通风方式。顺槽综掘工作面选用选用FBD-N*6.1/2xl5,功率为2xl5kw,380/660V隔爆型压入式轴流局部通风机。采用单巷掘进,压入式通风方式。Q掘=Q局1+60*0.25Shd式中:Qw 掘进工作面实际需要风量,m3/min；Qw——局部通风机最大吸风量,m3/min;Q大巷m 掘进工作面局部通风机最大吸风量,m3/min;根据局部通风机型号确定,FBD-NO6.0/2X15型,2'15kW,Q大哂=300m3/min。Q舶昌——掘进工作面局部通风机最大吸风量,m3/min;根据局部通风机型号确定,FBD-NO6.0/2X15型,2xl5kW,QlOH=300m3/minoI一掘进工作面同时通风的局部通风机台数;Shd——局部通风机安装地点到回风ロ间的巷道最大断面积,4号煤大巷最大断面11.00m3,4号煤顺槽最大断面11.50m3；10号煤大巷最大断面16.10m3,10号煤顺槽最大断面14.72m3。贝リ:4号煤工作面Qズ生掘=Q撇柚屁+60*0.25Shd=300+60><0.25x11.00m3/min=465.0m3/min=7.75m3/sQ順椅揃=Q项柿从+6〇・〇.25Shd=300+60x0.25x11.50m3/min=472.5m3/min=7.88m3/s10号煤掘进工作面Q人な揃=Q人.局+60*0.25Shd=300+60x0.25x16.10m3/min=541,5m3/min=9.03m3/sQ股槽樹=Q城柚屁+6〇・〇.25Shd=300+60x0.25x14.72m3/min=520.8m3/min=8.68m3/s井下共布置两个大巷综掘工作面和;两个顺槽综掘工作面。则:EQ揃=7.75x2+7.88x2+9.03x2+8.68x2=66.66m3/s。贝リEQ掘=66.66m3/s。(3)ZQ网的确定采区变电所:2m3/s；(6)准备工作面的确定准备工作面风量为首采工作面风量的50%,则ZQ准《t=Q采x50%=(6.16+12.64)x50%=9.40m3/s。(7)ZQ唸的确定根据采区巷道布置形式,矿井其它巷道用风量为4.0m3/s。(8)矿井总进风量Q矿井=(6.16+12.64+66.66+2+9.40+4.0)xi.20=121.03m3/s：取122mコ/s。矿井总进风量为122m3/s,其中主斜井进风量52m3/s,副斜井进风量70mコ/s,南翼回风立井回风122m3/s。二)风量