亨元顺设计变更说明书1

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1、山西灵石亨元顺煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计二次变更、乙刖日一、概述山西灵石亨元顺煤业有限公司位于晋中市灵石县城西南直距16km处坛镇乡坛镇村西北，行政隶属晋中市灵石县坛镇乡管辖。2009年11月2日，山西省煤矿企业重组整合工作领导组办公室以晋煤重组办发200964号文件下达关于晋中市灵石县煤矿企业兼并重组整合方案部分的批复意见，同意晋中市人民政府上报的晋中市灵石县煤矿企业兼并重组整合方案。根据该兼并重组整合方案，以灵石县永吉能源有限公司为主体企业，兼并重组整合原山西天星西堡煤矿有限公司、山西能源产业集团水牛沟煤矿有限公司、山西灵石孙家沟煤矿有限公司和灵石县坛镇乡镇威煤矿及部分新增区

2、。兼并重组后名称为山西能源产业集团灵石亨元顺煤业有限公司。山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室以晋煤重组办发201066号文件同意将该矿兼并重组整合主体变更为灵石国泰能源有限公司，整合后企业名称已由山西省工商管理局以（晋）名称变核内【2009】第001389号通知书核准，变更为山西灵石亨元顺煤业有限公司。2016年3月17日，山西省国土资源厅为该矿批发了新的采矿许可证（证号C1400002009121220046360）根据采矿许可证批准重组井田面积19.3717km2,批准开采211号煤层，批准重组整合后矿井生产能力为90万t/a。2011年3月，山西地宝能源有限公司编制完成了山西灵石

3、亨元顺煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告，2011年7月山西省煤炭工业厅以晋煤规发20111130号文对该地质报告进行了批复。2012年1月，该矿委托我公司编制了山西灵石亨元顺煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计（90万t/a）,山西省煤炭工业厅以晋煤办基发2012157号文对该设计进行了批复。2012年2月，我公司编制完成了山西灵石亨元顺煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计安全专篇，由山西煤矿安全监察局晋中监察分局晋煤监晋中字201230号文对该安全专篇进行了批复。2012年7月6日，山西省煤炭工业厅以晋煤办基发2012756号“关于山西灵石亨元顺煤业有限公司兼并重组整合矿井开工建

4、设的批复”，同意该矿开工建设。由于建设单位在施工4号煤层一采区回风暗斜井160m时发现4煤有采空现象，无法继续掘进，后经井下钻探及地面物探工作，发现矿井设计首采的4煤一采区局部采空和小窑破坏严重，无法进行开采，故委托晋中市煤田地质勘探队于2015年4月进行了补充勘探，并编制了山西灵石亨元顺煤业有限公司煤矿补充勘探地质报告，2015年6月，灵石国泰能源有限公司以灵国能201562号为对其进行了批复。根据补充勘探地质报告内容，矿井原设计4号煤一采区内大部为采动破坏区，无法进行开采。二采区内存在采空积水破坏区，有待进一步查明情况，基于上述地质条件变化，需重新变更开拓方案。2015年6月，我公司编制完

5、成了山西灵石亨元顺煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计二次变更，由山西省煤炭工业厅以晋煤办基发2016108号文对该初步设计变更进行了批复。2016年1月，我公司编制完成了山西灵石亨元顺煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计二次变更安全专篇，由山西煤矿安全监察局以晋煤监安二许201635号文对该安全专篇变更进行了批复。初步设计变更将10号煤层划分为四个采区，投产时分别在一、三采区各布置一个回采工作面及二个掘进工作面达到矿井0.9Mt/a的生产能力，由于矿井在扩刷井底煤仓时发现附近存在采空区，造成+870水平东翼大巷无法正常安全掘进，为此矿方于2017年7月委托晋中市煤田地质勘探队为其编制

6、了山西灵石亨元顺煤业有限公司三采区10号煤层地质说明，发现三采区井底煤仓东侧存在小窑破坏区，破坏面积为443774吊，造成三采区+870水平东翼大巷无法正常掘进，三采区首采工作面无法布置。急需对原设计三采区开拓大巷及首采工作面位置进行变更。为此，该矿委托我公司编制山西灵石亨元顺煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计二次变更。二、编制变更设计的依据1 .设计委托书；2 .采矿许可证；3 .山西省煤矿企业重组整合工作领导组办公室以晋煤重组办发200964号文件关于晋中市灵石县煤矿企业兼并重组整合方案部分的批复；4 .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201066号文件下

7、达关于调整晋中市灵石等四县（市）兼并重组整合主体企业的批复；5 .山西省煤炭工业厅文件晋煤规发20111130号”关于山西灵石亨元顺煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告批复”；6 .山西省煤炭工业厅文件晋煤办基发2012157号文“关于山西灵石亨元顺煤业有限公司兼并重组整合项目初步设计的批复”；7 .山西省煤炭工业厅以晋煤办基发2012756号“关于山西灵石亨元顺煤业有限公司兼并重组整合矿井开工建设的批复”；8 .灵石国泰能源有限公司文件灵国能201562号“关于山西灵石亨元顺煤业有限公司煤矿补充勘探地质报告的批复”；9 .山西省煤炭工业厅以晋煤办基发2016108号“关于山西灵石亨元顺煤业有

8、限公司矿井兼并重组整合项目初步设计二次变更的批复”；10 .山西煤矿安全监察局以晋煤监安二许201635号”关于山西灵石亨元顺煤业有限公司矿井兼并重组整合项目安全设施设计变更审查的批11 .灵石国泰能源有限公司文件灵国能2017120号“关于山西灵石亨元顺煤业有限公司三采区10号煤层地质说明的批复”；12 .矿方提供的采掘工程现状平面图；13 .矿方提供的项目审批情况，开工以来的建设情况及其它资料；14 .现场调研核实的有关资料。三、设计变更的内容1 .井田开拓副斜井：原设计为在原有井筒基础上刷扩至净宽4.5m,墙高1.6m,净断面15.6m2。由于原井筒采用料石砌殖支护，刷扩时围岩松动严重，

9、支护困难，变更为起底掘进，起底后净宽3.3m,墙高2.2m,净断面11.5m2;井筒支护形式仍采用料石砌殖。开拓巷道布置：原设计+870水平东翼胶带大巷开口位于井底煤层上口，沿西北-东南向掘进至任宋长村附近，+870水平东翼轨道、回风大巷平行于东翼胶带大巷依次布置，大巷间距30m,+870水平东翼大巷为矿井三、四采区巷道。由于受井底煤仓东侧采空破坏严重，无法正常掘进巷道，将三条大巷平行向南移935m至槐树源村附近，布置一组开拓巷道，作为开采三、四采区的巷道。2 .井下运输由于原设计变更进下辅助运输变更为电机车运输，井下人员运输可采用电机车运输，取消原设计胶带大巷架空乘人器运输人员设备。3 .设

10、备由于矿井在建设过程中部分机电设备发生了变更，本次变更设计相应进行调整。4 更内容详见表1-1。四、变更设计与原设计的关系本次变更设计是在原山西灵石亨元顺煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计及山西灵石亨元顺煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计二次变更的基础上编制的，除列明变更内容外，其余均维持原初步设计不变。47山西安煤矿业设计工程有限公司第一章资源/储量及服务年限第一节补充勘探工程2016年12月在矿方扩刷煤仓时，从煤仓上口垂直下标高885.3米处，遇原水牛沟煤矿10号煤层采空区，2016年12月20日矿方组织人员对其可安全进入的巷道全部进行了测量，对于部分顶板破坏严重，无法保证人员

11、安全进入的巷道进行了无棱镜测量，剩余巷道坍塌无法测量。2017年6月28日矿方通过向原水牛沟煤矿负责人等人了解情况：原煤矿以小采为主，小巷道错综复杂，为了进一步说明三采区10号煤层小窑破坏区情况，2017年7月矿方委托晋中市煤田地质勘探队为其编制山西灵石亨元顺煤业有限公司三采区10号煤层地质说明。地质测量结果见下图1-1-1。媒:仓hi I*人言理送隹定7K4-JX/剑优J 892.4 k图1-1-1三采区10号煤层小窑破坏区实测巷道同时，根据2016年8月中国煤炭地质总局华盛水文地质勘查公司编制的山西灵石亨元顺煤业有限公司矿井水患补充调查报告，规划区二工作面上部有4号煤层原槐树原采空区积水2

12、0029m3,原水牛沟三坑积水面积329913m2,积水量70277m2,物探积水（JS2）积水面积49587m，积水量5070m2,（JS3）积水面积25252m，积水量2590m2;6号煤层物探积水，JS1积水面积34013小，积水量2864m；10号煤层物探积水，JS1积水面积6811m，积水量819曷，JS2积水面积9319m，积水量1121m2,上部4、6号煤层采空区积水及10号煤层小窑破坏积水区IV威胁5年规划区的开采。根据三采区10号煤层地质说明书，2017年6月28日矿方通过向原水牛沟煤矿负责人等人了解情况：原煤矿以小采为主，小巷道错综复杂。截止2010年5月，原煤矿小采破坏面

13、积约为443774吊，约损失煤量为54万吨。第二节资源/储量一、地质资源/储量估算结果变更前：井田范围内10号煤层保有资源/储量1596万t。其中探明的经济基础储量（111b）767万t,控制的经济基础储量（122b）682万t,推断的内蕴经济资源量（333）147万t。变更后：井田范围内10号煤层保有资源/储量1542万t。其中探明的经济基础储量（111b）715万t,控制的经济基础储量（122b）681万t,推断的内蕴经济资源量（333）146万t。变更原因：根据山西灵石亨元顺煤业有限公司三采区10号煤层地质说明，10号煤层受小窑破坏，损失煤量为54万吨。二、矿井工业资源/储量可采煤层的地

14、质地质资源量中有探明的资源量111b、控制的资源量122b和推断的资源量333,矿井工业储量=111b+122b+333Xk,k为可信度系数，取0.85。经计算，10号煤保有工业资源/储量为1520.1万t。三、矿井设计资源/储量矿井工业资源/储量减去设计留设的井田边界煤柱、露头、地面建（构）筑物煤柱等永久煤柱损失量后的资源/储量。经计算矿井10号煤层设计资源/储量为：1650.04万t。详见表1-1-1。表1-1-1矿井设计资源/储量计算表单位：万t煤层编号工业资源储量永久煤柱损失设计资源储量111b+122b+333k井田境界煤层露头村庄采空区合计101520.11580127.3578.

15、56300.911219.19合计1520.11580127.3578.56300.911219.19四、矿井设计可采储量矿井设计资源/储量减去工业场地、井筒、和主要井巷煤柱损失的煤量后乘以采区回采率。采区回采率根据特殊和稀缺煤类开发利用管理暂行规定确定，本矿井10号煤层为薄煤层，采区回采率取88%经计算，矿井10号煤层设计可采储量为940.89万t。详见表1-1-2。表1-1-2矿井设计可采储量计算表单位：万t煤层编号设计资源储量工业场地和主要井巷煤柱量开采设计可采储量工业场地主要巷道小计损失101219.1925125150128.3940.89合计1219.1925125150128.6

16、940.89另外，矿井4号煤层原设计可采储量为287.76万吨，矿井4、10号煤层合计可采储量为1228.65万吨。第三节矿井设计生产能力及服务年限一、矿井工作制度矿井设计年工作日330d,每天地面三八制，井下四六制，每天净提升时间18h。二、矿井设计的年生产能力矿井设计生产能力为90万t/a。三、同时生产水平数的确定10煤层划分为一水平，标高为+870m4号煤层划分为一个辅助水平,水平标图为+970rn四、矿井及水平服务年限矿井及水平服务年限计算公式为：T=Z/(AK)式中：T服务年限，a;Z设计可采储量，万t;A设计生产能力，90万t/a;K储量备用系数，取1.4。T=1228.65/(9

17、01.4)=9.8a。第二章井田开拓一、副斜井变更前：井筒净宽4.5m,墙高1.6m,净断面15.6m2,表土段采用钢筋硅支护，基岩段采用锚网喷支护。变更后：井筒净宽3.3m,墙高2.2m,净断面11.5m2,采用料石砌宿支护。变更原因：由于副斜井原有断面为料石砌宿断面，周围采空破坏严重，刷扩时围岩松动严重，支护困难，为满足运输、通风要求，变更为起底掘进，井筒支护形式仍采用料石砌殖。二、井底车场变更前：井底车场设高低道，采用双道起坡。变更后：取消高低道，采用单道起坡。变更原因：由于矿井辅助运输量不大，单轨道即能满足矿井辅助运输要求，为节省工程量，变更为单道起坡。三、大巷布置变更前：沿主斜井煤仓

18、上口西南向布置+870水平南翼大巷开采10号煤一、二采区资源，东南向布置+870水平东翼大巷开采10号煤三、四采区资源。+870水平东轨道大巷为水平大巷，沿10号煤层底板岩石布置。变更后：将+870水平东翼大巷向南移935m至槐树源存在附近。巷道名称变更为东胶带巷、东轨道巷、东回风巷。东轨道大巷以11°倾角掘上山50ml见10号煤层底板后沿水平布置，向+870水平南轨道大巷设4%。流水坡度，以便排采区内涌水。变更原因：由于受井底煤仓东侧采空破坏严重，无法正常掘进巷道，将三条大巷平行向南移935ml大巷层位发生变化，相应调整大巷名称。变更前10号煤层开拓方式见图2-1-1，变更后10号

19、煤层开拓方式见图2-1-2。第三章井下开采一、米区碉室原设计：一采区变电所及电机车充电碉室均设置在+870水平南翼大巷之间，两碉室均独立布置。三采区变电所设置在+870水平东翼大巷之间。变更后：一采区变电所及电机车充电碉室仍设置在+870水平南翼大巷之间，两碉室采用联合布置，共用回风联巷。不增设三采区变电所，三采区利用一采区变电所供电。变更原因：联合布置后共用回风联巷，节省工程量，节约投资。同时三采区距一采区变电所较近，可利用一采区变电所供电。二、采区巷道断面原设计：+870水平胶带大巷净宽5.0m,净高4.1m,净断面积17.3m2、轨道大巷净宽4.0m,净高3.6m,净断面积12.6m2、

20、回风大巷净宽4.0m,净高3.6m,净断面积12.6m2。变更后：东胶带大巷净宽4.0m,净高3.6m,净断面积12.6m2、东轨道巷净宽4.0m,净高3.6m,净断面积12.6m2、东回风巷净宽4.0m,净高3.6m,净断面积12.6m2。变更原因：井下人员运输取消架空乘人器，变更为电机车运输人员，开采三采区资源时，采区内最大高差25m，最大距离830nl可不设运人设备，东胶带巷取消架空乘人器，相应调整胶带巷断面。后期开采四采区资源距离超过1500,考虑东轨道巷设电机车运输人员。同时，由于三采区巷道位置发生变更，相应调整三采区首采工作面位置。三、工作面设备列车原设计：一、三采区工作面设备列车

21、放置在运输顺梢。变更后：一、三采区工作面设备列车放置在回风顺梢。变更原因：放置在工作面回风顺梢便于管理及操作。四、工作面顺梢断面原设计：一、三采区工作面运输顺梢巷道净宽4.5m、巷道净高2.5m,锚网索支护，巷道净断面积11.25m2,工作面回风顺梢巷道净宽3.6m、巷道净高2.4m,锚网索支护，巷道净断面积8.64m2。变更后：一、三采区工作面运输顺梢巷道净宽3.6m、巷道净高2.6m,锚网索支护，巷道净断面积9.36m2。工作面回风顺梢巷道净宽3.6m、巷道净高2.6m,锚网索支护，巷道净断面积9.36m2。变更原因：工作面设备列车由进风顺梢放置变更为回风顺梢放置，相应调整工作面运输顺梢断

22、面宽度，为方便设备运输，将两顺梢高度调整。五、工作面设备原设计：一、三采区工作面设PCM-11悭破碎机、DSJ800/2X75型可伸缩带式输送机。变更后:DSJ800/2X 40一、三采区取消破碎机，工作面刮板输送机型号变更为型。变更原因：利用矿方已有设备，经校核能够满足运输要求。变更前10号煤层三采区巷道布置及机械设备配备见图3-1-1,变更后10号煤层采区巷道布置及机械设备配备见图3-1-2。第四章矿井通风一、风量、负压变更前：矿井设计风量130m3/s,矿井通风容易时期负压为801.10Pa;矿井通风困难时期负压为2061.12Pa。变更后：矿井设计风量130m3/s,矿井通风容易时期为

23、开采三采区10302工作面时，负压为908.79Pa;矿井通风困难日t期工作面位于10号煤二采区和4号煤层一采区，负压为2035.87Pa。变更原因：由于矿井回采工作面及掘进工作面均未发生变更，矿井总风量不变，由于矿井巷道位置、断面等发生变更，重新计算矿井负压。矿井通风容易时期及困难时期负压计算见表4-1-1、4-1-2。第五章大巷运输及设备一、井下主要运输设备变更前：三采区工作面来煤经+870水平东胶带大巷输送机运至井底煤仓。根据采掘工作面最大瞬时量确定东胶带大巷输送机运量为400t/h。1. +870水平东胶带大巷输送机带式输送机长Lh=1446.5m;倾角S=-33°0

24、6;12°0°胶带宽度B=1000mm带速v=2.0m/s,Q=400t/h,胶带ST800/S型(阻燃防静电)。电动机：YB3-315M2-4,N=160kW二台减速器：M3RSF60+FANi=25二台偶合器：YOTcs560二台制动器：KPZ-1200/YZ-100N=5.5kW一台液压绞车自动拉紧装置：ZYJ100/16.5D一台变更后：由于井下开拓发生变化，所以东胶带大巷位置向南移动，所以巷道长度、倾角都发生变化。1 .东胶带大巷输送机选型计算如下：(1)设计依据输送机水平长Lh=794m原煤松散密度p=0.9t/m3输送量Q=400t/h最大粒度a=300mm倾

25、角5=03°提升高度H=18.8m带宽B=1000mm带速v=2.0m/s,采用头部液压拉紧装置。工作环境：煤矿井下系统布置见插图3-1-2。(二)校核带式输送机的运量能否满足兼并重组后的设计能力Q=3600Svk)=3600X0.10938x2.0x1x0.9=708.8t/h>400t/h满足式中：s-输送带上物料的最大截面积；原煤松散密度p=0.9t/m3。k一倾角系数(K=1)(三)带式输送机圆周驱动力及传动功率的计算(1)主要阻力：FH=flgqRo+qRu+(2qB+Ch)CosS=27489.9(N)(2)倾斜阻力：Fst=qcgH=10254.2(N)(3)主要

26、特种阻力：Fs产E+%前倾上托辐阻力：巳上=761.347(N)物料与导料梢板间摩擦力：Fg尸斗12VpgL/v2b；=156.089(N)Fsi=F-+%=917.436(N)(4)附加特种阻力：Fs2=Fa+nFrFa犁式卸料器附加阻力，无犁式卸料器Fa=0胶带与清扫器的摩擦阻力：n3Fr=APp3式中：w3=0.6A弹=0.008(A空=0.012)P=10X104代入式中得：Fs2=1200(N)清扫器设置：2个空段清扫器，1个弹簧清扫器。(5)圆周驱动力：Fu=CFh+R+Fsi+Fs2=43160.3(NJ)式中：C附加阻力系数，取1.12;f模拟摩才8系数，取0.03;L输送机水

27、平长度，Lh=794mqRo每米上托辐车动部分质量，qRO=18.4kg/m;qRu每米下托辐车动部分质量，qRU=5.7kg/m;qG每米长输送物料的质量，-Q-55.6kg/m;3.6vqB每米长输送带的质量，(ST630/S)qB=19kg/m;Fh主要阻力；Fsi主要特种阻力；Fs2附加特种阻力；Fn附加阻力；Fst倾斜阻力；输送带倾角，S=03°。(6)传动功率计算RPA=(FuXV)/1000=86.3kWPvFKdPA=117.1kWd式中：Kd电机功率备用系数，取1.2;传动滚筒到驱动电机的传动效率，取0.95;七d多机驱动不平衡系数，取0.98;电压B系数，取0.9

28、5。所以选用1台160kW的电动机能够满足要求。(四)输送带张力计算(1)按不打滑条件计算：Fuma=&Fu|=1.5Fu=64740.45(N)传动滚筒采用包胶滚筒=0.30围包角01=200°,经计算e1=2.85S2minFumax34994.8(N)e1(2)按垂度条件承载分支F4min>a0(qB+qg/8(h/a)adm=10977.4(N)回程分支F3min>(auqBg)/8(h/a)adm=6989.6(N)(3)各特性点张力计算根据不打滑条件，传动滚筒奔离点最小张力为34994.8(N)令S2=34994.8(N)尾轮趋入点张力S3=37262

29、.5>10977.4(N)(满足垂度要求)尾轮奔离点张力S4=1.04X37262.5=38752.9(N)S=S+Fu=78155.1(N)(4)拉紧装置的计算：Fo=2s4=77505.8(N)ZYJ100/16.5D型自控液压拉紧装置，额定张力100kN,满足要求。(五)胶带安全系数的计算安全系数：n=SB/Si=8>7完全满足要求所以选用ST630/S型胶带满足要求；(六)选型结果带式输送机长Lh=794m倾角S=03°胶带宽度B=1000mm带速v=2.0m/s,Q=400t/h,胶带ST630/S型(阻燃防静电)。电动机：YB3-315M2-4,N=160kW

30、一台减速器：M3RSF60+FANi=25一台偶合器：YOTcs560一台制动器：BYWZ5-400/121一台液压绞车自动拉紧装置：ZYJ100/16.5D一台带式输送机设有跑偏、打滑、撕裂、烟雾、堆煤、温度、断带、沿线急停等各种保护装置，依据故障性质和程度，分别动作于事故报警或紧急停机。变更原因：由于井下开拓发生变化，所以东胶带大巷位置向南移动，巷道长度、倾角都发生变化。所以重新选型东胶带大巷输送机。二、井下辅助运输设备(一)井下+870水平轨道大巷运输设备变更前：人员通过主斜井步行入井后，乘坐布置在+870水平运输大巷的架空乘人装置至井下工作面。人员运输线路：主斜井7+870水平运输大巷

31、一工作面选用RJKY型可摘挂架空乘人装置，驱动轮直径1400mm乘人间距15ml配套YB3系列37kWn=980r/min电机，钢丝绳型号22NAT6X19+FC1670ZS268170(GB8918-2006,运行速度1.13m/s。变更后：变更后人员通过主斜井步行入井后，在+870水平轨道大巷乘坐防爆蓄电池电机车至井下工作面。人员运输线路：主斜井7+870水平轨道大巷一工作面利用+870水平轨道大巷现安装的CTY-8/6-140-Z型防爆蓄电池电机车3台，2台工作，1台备用。电机车整备重量8t,轨距600mm轨型30kg,运距3.4km,坡度4%o。1.电机车的校核计算(1)牵引计算列车组

32、成：运研：每列车由15辆1.0t固定箱式矿车组列，矿车自重610kg。运人：每列车由3辆PR12型平巷人车组成，每辆车乘人数12人，人车自重1630kg。运大件：用特制平板车，按每列车牵引1辆平板车组列，平板车自重1500kg。电机车制动能力验算：空车运行速度限制在12km/h重车运行速度限制在8km/h运物：制动距离：L=19.74m<40m。运人：制动距离L=9.45m<20m。电机车台数校验经计算CTY-8/6-140-Z型防爆蓄电池电机车3台，2台工作，1台备用及检修满足矿井辅助运输的计算要求，计算按10辆矿车组列，在满足工作要求。（2）电机车充电设备选用ZBC-1-90/

33、210可控硅充电机2台，1台工作，1台备用，交流输入660V,直流输出140V,90A。充电碉室两回660V电源引自井下采区变电所。变更原因：人员运输改为通过乘坐+870水平轨道大巷防爆蓄电池电机车至工作面，取消+870水平运输大巷的架空乘人装置，节省设备投资。（二）东轨道大巷新选一部无极绳连续牵引本次变更设计在东轨道大巷新增无极绳连续牵引车一部，选型设计见下：预选一台SQ-80型无极绳连续牵引车，其主要技术特征如下：绞车功率：110kW滚筒直径：1200mm最大牵引力：80kN公称绳速（m/s）:无级变速02.4m/s。适应最大倾角：12°最大运距：2200m钢丝绳：24NAT6X

34、19S+FC1570-298212(GB8918-2006)重要用途钢丝绳，m=2.12kg/m。破断力为：Q=298X1.214=361.8kN1 .设计依据运输线路长度：826m巷道最大坡度：11最大件为端头液压支架(包括平板车的重量)，：9840kg;2 .设备选型计算(1)绞车牵引力计算F (G G0) (0.02 cossin ) 2 mpL =35.1kN式中：G最大载荷(包括平板车的重量)，G=9840kgG梭车自重，Go=3.0 t钢丝绳阻力系数，秣=0.25m单位长度钢丝绳重量，m=2.12kg/m运行线路坡度，B =11L运输距离，L=826mS1(e1)F S4 Si -

35、(2)钢丝绳张力计算公式：n可得：S=1.86kN, S 4=39.96kN式中：n 摩擦力备用系数，可取 n=1.11.2= 钢丝绳与驱动轮间的摩擦系数，可取w =0.14a钢丝绳在驱动轮上的总围抱角，a=3.5 X 2 x =7 兀k"(3)绞车电机功率验算为:式中：F绞车牵引力，F=35.1kNV梭车速度，V=1.0m/s绞车传动效率，取刀=0.8k功率备用系数，取k=1.2N1.235.11.052.7kW<110kW0.8选用防爆变频电动机660V110kW。(4)钢丝绳强度验算为：nQZ更89.1n4.2S439.96式中：n钢丝绳安全系数Qz钢丝绳破断力，Qz=3

36、61.8kN(1570MPaj)S4钢丝绳最大张力，S=39.96kNn钢丝绳许用安全系数5-0.001X826=4.2,n=4.2所以，选用24NAT6X19S+FC1570-298212(GB8918-2006)型钢丝绳满足安全要求。(5)张紧器选择运距为826mlS=1.86kN选用三轮张紧器一组，配8=2X4(>190X2+60=7)个配重。一个配重60kg,每根钢丝绳初张力S=1.86kN=190kg,钢丝绳的总的初张力2S=2X1.86kN=2x190kg。(6)运输时间：T=826+1.0+60=13.7min运输距离小于2200m设备可满足大巷运输要求。3 .滚筒直径的选

37、择依据MT/T988-2006无极绳连续牵引车行业标准第5.4.7的规定，绞车滚筒上绳衬直径应满足以下要求：(1)抛物线滚筒绳衬直径至少应为牵引钢丝绳直径的50倍；(2)绳梢式主滚筒绳衬直径至少应为牵引钢丝绳直径的40倍，副滚筒直径至少应为牵引钢丝绳直径的28倍。本设计采用抛物线滚筒，直径为1200mm为钢丝绳直径的50倍，满足要求。4 .配电SQ-80型无极绳连续牵引车一回660V电源引自井下采区变电所。第六章通风及注氮设备第一节通风设备原设计：主通风机型号为FBCDZNO26n=740r/min)2台。矿井负压发生变化，现对主通风机进行校核如下：1 .设备校核如下：(1)校验依据回风斜井井

38、口标高：+898.793m矿井通风量：Q=130m3/s;通风容易时期负压：hy=908.79Pa;通风困难时期负压：hkmax=2035.87Pa。(2)通风机设备校验1)校验计算确定风机所需风量和风压：风量：Qf=KlQ1.05x130=136.5m3/s式中：K通风设备的漏风系数，取1.05。容易时期负压：HU=hminh908.79+245=1153.79Pa困难时期负压：Hmax=hmaxh2035.87+245=2280.87Pa式中：h通风设备阻力损失，取245Pa;hkmin通风容易时期负压，hmin=908.79Pa;hkmax通风困难时期负压，hmax=2035.87Pa;

39、风机及电动机选择现矿井回风立井装备FBCDZNb26(n=740r/min)型矿用防爆对旋轴流式通风机两台，来满足矿井通风容易及困难时期矿井通风的需要，两台风机，一台工作，一台备用，通风机配套YB58极，10kV,2X280kW鬲爆电动机。风机工况点的确定矿井通风网络阻力系数：Rnin=Hnin/Qf2=1153.79/136.52=0.062;Rnax=HWQf2=2280.87/136.52=0.122;矿井在容易时期和困难时期通风网络特性曲线方程分别为:Hnin=RninC2；HnaxRnaXQo将网路特性曲线方程置于风机性能曲线上，其交点即所求工况点(见图6-1-1)。电动机功率计算通

40、风容易时期：NminQ1H1290WW通风困难时期：Nmax1000 1cK Q1H1470kW1000 1 c表6-1-1风机运行工况点参数风量3、(m/s)负压(Pa)效率(%)轴功率(kW)叶片角(度)年平均电耗(kW.h)备注容易时期136.511557229041/244831086困难时期136.522268547445/28式中：K电动机容量系数，取1.3；ric电动机与通风机之间传动效率，取0.98。YBF-560S2-8型防爆电动机，功率为280kW<2,转速n=740r/min,符合要求。指标平均年电耗：4380(NminNna°4838(086kWh500

41、db1c0.930.950.80.98式中：d电动机效率，取0.93;w电网效率，取0.95;b变压器效率，取0.8。节能指标通风容易时期：Wi=Nmin106/QMi/Hmi/3600/K=0.368(kWh/M3n-Pa)通风困难时期：W=Nmax-106/QmJHm/3600/K=0.333(kWh/Miin-Pa)满足煤炭工业节能减排工作意见中“主通风机电耗，轴流式应低于0.44千瓦时/百万立方米帕”的要求。2 .反风措施该通风机设备采用断电停机后电机反转的方式进行反风，经核算，反风风量大于40%反风功率小于额定功率，反风时间小于10min,满足有关规程、规范的要求。3 .通风机房辅助

42、设备每台风机入口前配带蝶形阀门。风机扩散器入口处装有消音装置，以降低噪音对环境的污染。4 .通风机房供电在风机房设高压配电室，两回10kV电源引自副井场地10kV箱变变电所10kV母线不同段，两回电源一用一备，当一回电源线路发生故障停止供电时，另一回电源线路能保证通风机的用电。第二节注氮设备原设计未明确注氮设备及管路型号，本次变更设计补充明确一、注氮设备已选用1套PSA制氮机，具体参数如下:(1)制氮机型号: 氮气产量： 氮气纯度：氧含量： 工作压力：(2)冷冻式干燥机:处理能力：DBPN-1000/981000Nm 3/hA 98% （无氧含量）O 2<2%0.8Mpa1台65Nm 3

43、/min功率：8.8kW常压露点：<-35C(3)空压机：1台功率：160kW二、注氮管径的选型输氮管路管径验算：Pi0 .0056Q m ax1000-Li012P22根据煤炭矿井设计防火规范输氮管路管径的验算公式计算得：主管管径为D=108X4mm£缝钢管支管管径为D2=57X4mm缝钢管。注氮设备安装在副井工业场地注氮机房内，氮气通过敷设在副井井筒，+870轨道水平南轨道大巷的注氮主管路0108X4mm£缝钢管；载通过敷设在工作面回风顺梢的注氮支管057X4mm£缝钢管向采空区注氮。第七章地面生产系统一、主井生产系统主斜井地面生产系统工艺维持原设计不变

44、，只是主井地面生产系统部分设备细微的发生变化，详见主井生产系统设备变更表详见表7-1-1:设备变更表序号工2设备原设计设备义更后设备1转载站至筛分车间带式输送机B=1000mm,Q=200t/h,L=39.43m,v=2m/s,“=17°电动机：Y160L-4,N=15KW1台B=1000mm,V=2.0m/s,L=36.63m,a=17°Q=200t/h,电动机：YB2-200L-4,N=30kW380V1台2振动筛F=8.1m2,孔4=50mmQ=250t/h电动机：Y160M-6N=7.5KW1台YA-1848型筛孔150电动机：YB2-160L-4N=15kW380

45、V1台3手选带式输送机B=1200mmL=12m,a=0°V=0.3m/s,Q=30t/h电动机：N=4kW1台B=1200mm,V=0.3m/s,L=12m,a=0°,Q=50t/h电动滚筒N=4kW1台4末煤带式输送机B=1000mm,Q=200t/h,L=19m,v=2m/s,a=0°电动机：Y160L-4,N=15KW1台B=1000mm,V=2.0m/s,L=22.8ma=0°,Q=200t/h电动机：YB2-132M-4N=7.5KW1台5上仓带式输送机B=1000mm,Q=200t/h,L=153.226m,v=2m/s,a=17°

46、;电动机：Y250M-4,N=55KW1台B=1000mm,V=2.0m/s,L=154ma=16°,Q=200t/h电动机：YB2-250M-4N=55KW1台6电液动扇形闸门N=2.2kW4台N=2.2kW4台N=5.5kW1台7电子汽车衡SCS-1202台SCS-100(3.4X18)2台8储气罐容积1m3容积3m9空压机N=7.5kWN=18.5kW二、研石生产系统由于井下研石和原煤混合进入主煤流系统，所以取消高位翻车机。三、辅助生产系统矿井坑木用量较少，坑木全部依靠社会，所以本次设计取消坑木加工房。第八章供配电第一节供电电源山西国泰能源有限公司所属的灵石亨元顺、宝华煤业有限

47、公司均位于灵石县坛镇乡，两矿相距2公里，生产能力分别为90万吨/年及60万吨/年，根据供电局批复，两矿合建35kV专用变电站一座（以下称国泰能源公司35kV变电站），主变容量为2X12.5MVA,双回35kV电源进线，一回引自弓家庄110kV变电站35kV母线段；一回引自南关110kV变电站35kV母线段。弓家庄110kV变电站位于该矿西北部约11km处，站内设2台50000kVA变压器，电压等级11035/10kV。南关110kV变电站位于该矿东北部约20km处，站内设2台40000kVA变压器，电压等级11035/10kV。本次设计矿井供电电源不变，即矿井采用10kV电源供电，两回10kV

48、电源引自国泰能源公司35kV变电站10kV不同母线段。正常情况时，两回电源采用分列运行方式，若一回运行，另一回热备，当一回故障停止供电时，另一回路应能担负矿井全部负荷。矿井两回路电源线路上都不得分接其他任何负荷。第二节电力负荷原设计矿井用电负荷：矿井用电设备总台数：178台；矿井用电设备工作台数：156台；矿井用电设备总容量：9127.5kW;矿井用电设备工作容量：7761.3kW;矿井最大负荷有功功率：5441.8kW;矿井最大负荷无功功率：5078.8kvar;矿井最大负荷视在功率：7466.9kVA;自然功率因数：0.71;无功补偿：-3800kvar;补偿后无功功率：1024.8kva

49、r;补偿后视在功率：5003.7kVA;补偿后功率因数：0.98;矿井年耗电量：20088.0X03kWh;矿井吨煤电耗：22.3kW-ho变更后矿井用电负荷：矿井用电设备总台数：164台；矿井用电设备工作台数：136台；矿井用电设备总容量：7921.9kW;矿井用电设备工作容量：6535.7kW;矿井最大负荷有功功率：4412.7kW;矿井最大负荷无功功率：4186.9kvar;矿井最大负荷视在功率：6082.9kVA;自然功率因数：0.71;10kV侧有功功率：3971.4kW;10kV侧无功功率：3977.5kvar;10kV侧视在功率：5620.7kVA;国泰能源35kV变电站35kV

50、侧无功功率补偿3600kvar;补偿后功率因数：0.96;35kV侧有功功率：8042.2kW;35kV侧无功功率：2286.1kvar;35kV侧视在功率：8360.8kVA;矿井年耗电量：15028.2X03kWh;矿井吨煤电耗：16.7kW-ho电力负荷统计见表8-2-1。变压器选择见表8-2-2。变更原因：井下采区布置变化，根据矿井实际用电设备情况，重新统计了矿井用电负荷。第三节输变电一、矿井供电系统的技术特征矿井供电电源电压采用10kV,以双回路引至副井场地10kV箱式变电站。10kV及0.4kV母线均为单母线分段接线方式。供电电压：地面10kV/0.4kV/0.22kV;井下10k

51、V/1140V/660V/127V。地面10kV供电系统及井下供电系统为中性点不接地系统，地面0.4kV系统为中性点直接接地系统。二、送电线路技术特征原设计：两回10kV电源，引自国泰能源公司35kV变电站的10kV不同母线段，导线选用YJV22-8.7/103X240型钢带铠装电缆，输电距离约0.08km。两回电源线路，一回工作，一回带电备用。当一回线路故障时，另一回仍能保证全矿井负荷用电。现设计：两回10kV电源，引自国泰能源公司35kV变电站的10kV不同母线段，导线选用LGJ-240型钢芯铝绞线，输电距离约0.3km。两回电源线路，一回工作，一回带电备用。当一回线路故障时，另一回仍能保

52、证全矿井负荷用电。本次设计由于矿井负荷发生变化，需校验原设计是否满足要求。线路设计按山西I级气象区考虑。1、臂全载流量校验导线截面：有功功率3971.4kWA/P-3971.4-1pv3UNcos3£10£0.95241ALGJ-240型导线允许的安全载流量，环境温度25c为610A（查表），考虑环境温度40c时温度校正系数0.81,则Ix=610XO.81=494.1(A)。Ix=494.1>I=241A经校核，现有双回10kV电源线路满足安全载流量的要求。2、按全线电压损失校验导线截面：、进线负荷矩计算：Mi二PL二3971.4；0.3二1191(kW，km)二1

53、.2MW'km、电压损失计算查10kV架空线路单位负荷距时的电压损失百分数，得当cos0=0.95时，u%=0.257%贝U迎%二Au%，M1二0.257%”.2二0.3%<5%,符合要求。经验算，矿井两回10kV电源线路均可满足矿井用电要求。变更原因：由于工业场地地形较复杂，电缆敷设较为困难，结合现场实际情况，变更为架空线形式。重新对线路进行校验，满足相关要求。三、矿井主变电所原设计：在副井工业场地新建矿井10kV变电所，所内高低压电气设备室内布置，10kV及0.4kV均采用单母线分段式接线。高压配电装置选用KYN28A型户内真空移开式高压开关设备，10kV母线装设有避雷器防止

54、雷电波侵入；0.4kV低压配电装置选用GGD2型低压开关柜，主变压器选用S11-630/1010/0.4kV,630kVA低损耗变压器2台，负荷率为84.4%,保证率为100%。两台变压器，一用一备，当一台变压器检修或故障停止运行时，另一台能保证地面所有低压负荷用电，变压器室内布置。变电站采用直流操作，直流电源为220V,选用1套微机控制免维修铅酸蓄电池直流电源屏成套装置，容量为100Ah,其交流电源由接在10kV母线上的高压开关柜内的50kVA所用变压器和接在10kV进线侧高压开关柜内的50kVA所用变压器供给。正常情况下由硅整流装置向控制及保护回路供电，故障时由铅酸蓄电池电源屏向控制及保护

55、回路、变电所事故照明回路供电。无功功率补偿采用10kV母线集中补偿方式，补偿装置采用TSC型高压动态无功功率补偿装置，补偿总容量3800kvar。所内设有10kV配电室、高压电容器室、变压器室、低压配电室、控制室及值班室。现设计：在副井工业场地建10kV箱式变电站，选用两套800kVA10/0.4kV箱式变电站，2台变压器同时工作，负荷率为49.5%,保证率为100%。低压侧采用单母线分段接线方式。变更原因：副井工业场地用电负荷改变，故变电所作相应调整，且箱式变电站具有占地小、经济、便于维护的优点。第四节地面供配电一、地面配电系统矿井地面高压配电系统采用放射式，采用10kV供电，低压配电系统采

56、用TN-C-S系统，动照合一，配电方式以树干式和放射式为主。（一）副井场地10kV变电站配电副井场地10kV箱式变电站以双回10kV向主井场地10kV变电所、风机房10kV配电室、井下中央变电所供电；副井场地10kV箱式变电站以双回0.4kV向副井提升机房、地面空压机站、制氮机房、翻车机房、锅炉房、副井空气加热室供电；以单回0.4kV向井下水处理站、办公楼、机修间供电。（二）其它配电1、主井变电所原设计：在主井井口房设10kV户内站，选用两套10/0.4kV1000kVA户内站，负荷率为70.5%,保证率为100%。两套组合式变电站，一套工作，一套备用，为主井场地设备供电。现设计：利用现有主井

57、工业场地一座10kV变电所，所内变压器选用Sii-630/10,10/0.4kV,630kVA低损耗变压器2台，一套工作，一套备用，经计算，负荷率为87.4%,保证率为100%。主井场地10kV变电所以双回0.4kV向主斜井带式输送机、主井井口房、地面生产系统、灯房浴室、凝水站、主井空气加热室供电。以单回0.4kV向办公楼、单身宿舍、食堂供电。变更原因：原有10kV变电所改造后可以满足要求，减少矿井投资。2、生活区箱变原设计：在生活区设10kV箱式变电站一套，10/0.4kV500kVA,为生活区用电设备供电。现设计：取消生活区箱变的设置，由主井10kV变电所为生活区负荷提供0.4kV电源。变

58、更原因：变更后生活区用电负荷较小，经核算，利用主井10kV变电所能满足生活区负荷要求。二、低压电气设备选型和高低压电缆选型矿井地面低压配电装置选用GGD2型低压配电柜。矿井地面高压电缆选用YJV22-8.7/10交联电力电缆；低压电缆选用VV22-0.6/1型钢带铠装电力电缆和YJV22-0.6/1型电力电缆。工业场地高低压电缆采用电缆沟或直埋方式敷设。三、工业场地及建筑物照明工业场地内的室内、外照明与动力合用变压器。为减少电压波动对照明的影响，照明出线尽量做到三相平衡。在潮湿、高温、腐蚀性介质和粉尘较大的车间及住宅，采用带漏电保护的照明开关，为节能和满足作业要求，场地的室内外照明优先选用节能

59、型光源和高效灯具。场地室外照明线路均采用电缆直埋的敷设方式。室外照明灯具选用高压钠路灯，由设在变电所的光电自动控制器控制；厂房、车间选用工厂灯照明，办公楼、调度室等地采用荧光灯和白炽灯照明，各建筑物照明均引自各自的配电箱。矿井变电所、生产调度室、地面通信站、提升机房、通风机、井口房、地面生产系统的控制室、锅炉房、矿井监控室、矿山救护值班室等重要场所重点位置应设置应急照明。检修照明电源电压采用24V。四、生产系统的配电控制主井场地10kV变电所以双回0.4kV向主井带式输送机、主井井口房、地面生产系统等负荷供电。运转设备采用集中联锁与就地解锁两种控制方式，集中控制用于正常生产，就地控制用于设备检

60、修及试运转，生产系统按逆煤流起车，顺煤流停车方式起停设备。生产系统信号采用预告-禁起制与局部联系信号相结合的方式。五、防雷与接地10kV电源线路首尾处设置接地线，10kV母线均装设避雷器柜；锅炉房烟囱设避雷针保护。根据建筑物防雷设计规范(GB50057-94),工业场地内的建(构)筑物均按三类防雷建筑物考虑，凡高度在15m以上的建筑物设避雷带保护，其冲击接地电阻不大于30为防止雷电波侵入，对于电缆进出线，应在进出端将电缆的金属外皮、钢管等与电气设备接地相连。当电缆转换为架空线时，在转换处设避雷器，避雷器、电缆金属外皮和绝缘子铁脚、金具等连在一起接地，其冲击电阻不大于30在地面变电所的10/0.

61、4kV变压器周围设接地网，该变压器中性点直接接地，接地电阻不大于4低压配电系统采用TN-C-S系统，在建筑物进户处应做重复接地，接地电阻不大于10Q。电气装置的金属外壳均应做保护接地。手持式移动设备和照明配电系统中的插座回路应装设带漏电保护的断路器。为防止雷电波侵入井下，由地面直接入井的轨道、设备机架及各种露天引（出）的管路等，在井口附近将金属体做不少于2处的可靠接地。接地电阻小于5Q。各电气设备正常不带电的金属外壳，铠装电缆的金属外皮等均通过专用接地线按规程可靠接地。第五节井下供配电一、井下负荷及井筒电缆校验负荷统计原设计：矿井移交时，矿井井下用电设备正常涌水量时计算负荷为最大负荷有功功率：3465.4kW;最大负荷无功功率：3480.4kvar;最大负荷视在功率：4914.3kVA。最大涌水量时计算负荷为有功功率：3465.4kW;最大负荷无功功率：3480.4kvar;最大负荷视在功率：4914.3kVA。现设计：矿井移交时，矿井井下计算负荷为有功功率2892.0kW;无功功率：2922.9kvar;视在功率：4111.8kVA。变更原因：井下采区布置变化，部分