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）
前　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[2009]33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[2010]245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［2010］550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［2010］432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［2010］1233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
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[2010]245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［2010］550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［2010］432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［2010］1233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［2008］540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［2007］665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[2010]747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
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
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Ⅱ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 m～610m，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
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［2010］550号文的批复实施。

山西源通煤矿工程设计有限公司　　 - 45 -
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PEM－1000×650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DSJ100/60/160×2整体带芯带式输送机，电机功率为2×160kw；东翼大巷带式输送机选用DTL100/60/90×2型和DTL100/60/110型整体带芯带式输送机，电机功率为110kw和2×90kw；顺槽带式输送机选用DSJ100/50/160×2整体带芯带式输送机，电机功率为2×160kw。（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PLM－1000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DSJ100/50/2×132型和DSJ100/60/110型整体带芯带式输送机，电机功率为2×132kw和110kw；顺槽带式输送机变更为DSJ 100/40/200×2整体带芯带式输送机，电机功率为2×200kw。（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。
（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。
（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。
（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
（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-10×5/2型，离心通风机4-72№12C型，功率45KW，二套。副立井加热器选SRL-6×6/3型,离心通风机4-72№16C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）
第一章　井田开拓
第一节　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　井底车场及硐室
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
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。

第二章　大巷运输及设备
第一节　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
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　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
西翼运输大巷1号带式输送机：原设计选用DSJ100/60/160×2，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DTL100/60/90×2，矿方实际安装DSJ100/50/132×2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DSJ100/60/160×2：
(1)输送机：DSJ100/60/160×2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。驱动方式为头部两滚筒双电机限矩液力偶合器驱动，驱动滚筒为Φ1000mm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：YOXⅡFZ500(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：Q＝500t/h
提升高度：H＝15m；
带式输送机水平长度：Lh＝300m；
煤的松散容重：ρ＝950kg/m3；
带宽：B＝1000mm
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：μ＝0.25；
槽角λ＝30°；
承载托辊直径φ=108mm，L=380mm，轴承为6205/C4
回程托辊直径φ=108mm，L=1150mm，轴承为6205/C4
承载托辊间距α0＝1.2m；
回程托辊间距αu＝3.0m；
清扫器设置：2个弹簧，1个空段。
带速：v＝2.5m/s；
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：qR0＝10.175kg/m
下托辊每米长转动部分重量：qRu＝3.48kg/m
系数：c=1.31。
主要阻力：FH＝fLg［qR0+ qRu+(2qB+qG)cosδ］＝8467N
倾斜阻力：Fst=qG·g·H=9429N
主要特种阻力：Fs1=Fε+FGL=CεμoLε(qB+qG)gcosδsinε+=1833N
附加特种阻力：Fs2=n3·Fr+Fα＝n3·A·P·μ3+B·K2＝3000N
传动滚筒所需圆周驱动力：Fu＝CFH+Fs1+Fs2+Fst=24776N
(2)电动机计算
轴功率：PA＝FuV/1000=62kW
驱动电机功率：PM＝1.5PA＝93kW(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
①按垂度条件
承载分支 F承min≥［a0(qB+qG)g］/［8(h/a)adm］=10886(N)
回程分支 F回min≥(aUqBg)/［8(h/a)adm］=6799(N)
②按不打滑条件
按不打滑条件F2(S2)min≥FUmax/(eμφ-1)=KaFU/(eμφ-1)
最大圆周驱动力：Fumax=1.5×FU=37165N
F2min=Fumax/(eμφ-1)=28807N(围包角φ=190°)
根据以上条件，各点的特性力:
S1=53583N
S2=28807N
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=1.96<eμφ＝2.5，不打滑
带式输送机安全系数：m>12 ，选用整体带芯输送带，PVG100S
m==17.7满足要求。
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Φ800mm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：YOXⅡFZ500(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DTL100/60/90×2：
(1)输送机：DTL100/60/90×2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Φ800mm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
(5)偶合器：YOXⅡFZ500(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DSJ100/50/132×2型带式输送机；验算如下：
1、设计依据
带式输送机运量：Q＝500t/h；
带式输送机水平长度：Lh＝672m；
提升高度：H=10m；
煤的松散容重：ρ＝950kg/m3；
带宽：B＝1000mm
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：μ＝0.25；
槽角λ＝30°；
承载托辊直径φ=108mm，L=380mm，轴承为6205/C4
回程托辊直径φ=108mm，L=1150mm，轴承为6205/C4
承载托辊间距α0＝1.2m；
回程托辊间距αu＝3.0m；
清扫器设置：2个弹簧，1个空段；
带速：v＝2.5m/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：qR0＝10.175kg/m
下托辊每米长转动部分重量：qRu＝3.48kg/m
系数：c=1.17
主要阻力：FH＝fLg［qR0+ qRu+(2qB+qG)cosδ］＝22498N
倾斜阻力：Fst=qG·g·H=6382N
主要特种阻力：Fs1=Fε+FGL=CεμoLε(qB+qG)gcosδsinε+=3380N
附加特种阻力：Fs2=n3·Fr+Fα＝n3·A·P·μ3+B·K2＝3000N
传动滚筒所需圆周驱动力：Fu＝CFH+Fs1+Fs2+Fst=39085N
(2)电动机计算
轴功率：PA＝FuV/1000=97kW
驱动电机功率：PM＝1.5PA＝146kW(考虑满载启动时)
矿方选用 (132KW×2，660V)电动机能满足要求。
(3)张力计算
①按垂度条件
承载分支 F承min≥［a0(qB+qG)g］/［8(h/a)adm］=10254(N)
回程分支 F回min≥(aUqBg)/［8(h/a)adm］=5219(N)
②按不打滑条件
按不打滑条件F2(S2)min≥FUmax/(eμφ-1)=KaFU/(eμφ-1)
最大圆周驱动力：Fumax=1.5×FU=58628N
设P1：P2=1：1，第二传动滚筒的力用足。
F2min=Fumax/(eμφ-1)=22722N(围包角φ1=φ2=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
总围包角AS1/S2=2.72<eμ（φ1+φ2）＝5.24，不打滑
带式输送机安全系数：m>12，选用整体带芯输送机PVG1000S
m==16.1满足要求。
(5)传动滚筒
传动滚筒所需合力116KN，选用φ800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：DSJ100/50/132×2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Φ800mm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：YOXⅡFZ500(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：Q＝600t/h；
带式输送机水平长度：Lh＝510m；
提升高度：H＝-10m；
煤的松散容重：ρ＝950kg/m3；
带宽：B＝1000mm
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：动力运行时f=0.035，制动运行f=0.012；
传动滚筒摩擦系数：μ＝0.25；
槽角λ＝30°；
承载托辊直径φ=108mm，L=380mm，轴承为6205/C4
回程托辊直径φ=108mm，L=1150mm，轴承为6205/C4
承载托辊间距α0＝1.2m；
回程托辊间距αu＝3.0m；
清扫器设置：2个弹簧，1个空段。
带速：v＝2.5m/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：qR0＝10.175kg/m
下托辊每米长转动部分重量：qRu＝3.48kg/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：FH＝fLg［qR0+ qRu+(2qB+qG)cosδ］＝18702N
倾斜阻力：Fst=qG·g·H=-7557N
主要特种阻力：Fs1=Fε+FGL=CεμoLε(qB+qG)gcosδsinε+=2962N
附加特种阻力：Fs2=n3·Fr+Fα＝n3·A·P·μ3+B·K2＝3000N
传动滚筒所需圆周驱动力：Fu＝CFH+Fs1+Fs2+Fst=20848N
(2)电动机计算
轴功率：PA＝FuV/1000=52kW
驱动电机功率：PM＝1.5PA＝78kW
选用有 (110KW，660V)电动机能满足要求
(3)张力计算
①按垂度条件
承载分支 F承min≥［a0(qB+qG)g］/［8(h/a)adm］=11755(N)
回程分支 F回min≥(aUqBg)/［8(h/a)adm］=4888(N)
②按不打滑条件
按不打滑条件F2(S2)min≥FUmax/(eμφ-1)=KaFU/(eμφ-1)
最大圆周驱动力：Fumax=1.5×FU=31273N
F2min=Fumax/(eμφ-1)=24240N(围包角φ1=φ2=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=2.65<eμ（φ1+φ2）＝5.24，不打滑
带式输送机安全系数：m>12 ，选用整体带芯输送带，PVG1000S
m==15.1满足要求。
(5)传动滚筒
传动滚筒合力77.6KN，选用φ800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。驱动方式为尾部两滚筒双电机限矩液力偶合器驱动，驱动滚筒为Φ800mm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：YOXⅡFZ500 　　 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。

第三章　采区布置及装备
第一节　采煤方法
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“三机”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PEM－1000×650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PLM－1000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
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
PLM－1000
1500
1000
720×700
150-300
110
150
3540×1987×1786
15.7
SZZ764/132配套
第二节 巷道掘进
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
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
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。

第四章　通风与安全
第一节　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/s×2，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
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=ΣαLPQ2/s3＋h局
式中：H——矿井阻力；mmH2O；
L——井巷长度，m；
a——摩擦阻力系数，kg·s2/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。
2、等积孔计算
A=
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　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〔2010〕146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、