前言

柳林鑫飛下山昴煤業原名稱為柳林下山昴煤業。該礦是經省煤礦企業兼并重組整

合工作領導組辦公室晉煤重組辦發[2009]33號文批準的資源兼并重組整合礦井。批準

礦井由原柳林下山昴煤業、柳林任家山煤業與已關閉的柳林森澤煤業XX公司三個礦整

合為一個礦。整合后礦井名稱為柳林鑫飛下山明煤業。2012年9月省國土資源廳為其

頒發了新的采礦許可證（證號C41016號），批準礦井井田面積為4.0716km2，開采煤

層為4-9;煤層，生產能力為90萬t/a。

2010年3月省煤炭工業廳以晉煤規發[2010]245號文批準了礦井的地質報告。2010

年4月我公司編制完成了《柳林鑫飛下山昴煤業礦井兼并重組整合項目初步設計》，2010

年6月省煤炭工業廳以晉煤辦基發〔2010〕550號文對該設計進行了批復；2010年9月

煤礦安全監察局以晉煤監安二字〔2010〕432號文對該項目的安全設施設計進行了批復；

2010年10月省煤炭工業廳以晉煤辦基發〔2010〕1233號文批準開工建設。經過一年多

的建設，礦井地面建筑、井筒、井下大巷、井底車場、碉室、順槽和回采工作面已經施

工完畢，機電設備部分也已招標安裝到位。為了使運輸更加方便，也為了使通風系統更

加順暢，故在施工時對回風大巷和軌道大巷位置進行了互換，各大巷的斷面也進行了調

整；同時由于新建了坑口選煤廠，使礦井在供水、供暖、供電、地面生產系統等方面均

發生了變化；為了最大限度的利用礦方已施工完畢的開拓大巷與機電設備，使礦井能夠

早日達產，受礦方委托，我公司特編制《柳林鑫飛下山加煤業礦井兼并重組整合項目初

步設計（變更）》°

一、編制設計的依據

1、柳林鑫飛下山昴煤業礦井兼并重組整合項目初步設計（變更）委托書；

2'同地源地質礦產技術2010年3月編制的《柳林鑫飛下山齊煤業兼并重組整合

礦井地質報告》；

3、省煤炭工業廳晉煤規發[2010]245號文“關于柳林鑫飛下山昴煤業兼并重組整

合礦井地質報告的批復”；

4、柳林鑫飛下山昴煤業的《采礦許可證》；

5、我公司2010年4月編制完成的《柳林鑫飛下山昴煤業礦井兼并重組整合項目初

步設計》；

6'省煤炭工業廳晉煤辦基發〔2010〕550號《關于柳林鑫飛下山昴煤業礦井兼并

重組整合項目初步設計的批復》文件；

7、煤礦安全監察局晉煤監安二字〔2010〕432號《關于柳林鑫飛下山昴煤業礦井兼

并重組整合項目安全設施設計的批復》文件；

8、省煤炭工業廳晉煤辦基發〔2010〕1233號《關于柳林鑫飛下山昴煤業礦井兼并

重組整合項目開工建設的批復》文件；

9、呂梁市煤炭工業局呂煤安字〔2008〕540號《關于對柳林家灣家莊煤業等42

對礦井2008年度瓦斯等級和二氧化碳涌出量鑒定的批復》

10、呂梁市煤炭工業局呂煤安字〔2007〕665號《關于對柳林家灣家莊煤業等45

對礦井2007年度瓦斯等級和二氧化碳涌出量鑒定的批復》

11、省煤炭工業廳晉煤瓦發[2010]747號《關于柳林鑫飛下山弱煤業8=、9=煤層瓦

斯涌出量預測的批復》

12'省煤炭工業局綜合測試中心煤芯煤樣檢測報告

二、礦井設計的技術經濟指標

1、礦井設計生產能力：90萬t/a，服務年限11.6a。

2'礦井移交到達到設計生產能力時，新增井巷工程總長度11697m，掘進總體積

163737m3,萬噸掘進率129.97m/萬t。

3、礦井占地面積14.77ha°

4、綜合建井工期：30個月；

5、礦井在籍人數527人，礦井全員效率8t/工；

6'變更后項目新增固定資產投資35435.08萬元，其中井巷工程10417.63萬元，

土建工程4254.97萬元,機電設備購置11247.61萬元，安裝工程2275.89萬元，其他基

本建設費用4826.03萬元，工程預備費2318.18萬元，建設項目總資金41574.74萬元，

新增建設項目造價（動態）36122.82元鋪底流動資金1341.92萬元.建設期利息687.74

萬元。

7、噸煤投資461.94元。

三、存在問題與建議

1.加強對礦井瓦斯的監測和預防工作；切實做好“一通三防”工作，以確保安全生產；

2.加強礦井地質和礦井水文地質基礎工作，以便與時指導生產；

3.在今后礦井生產過程中，專業技術人員必須認真填繪采掘工程平面圖，提高測量成

果的精度，對相鄰煤礦采空區要做到“預測預報，有掘必探，先探后掘，先治后采”；

4.該礦井開采8、9號煤層，煤塵具有爆炸性，自燃傾向性等級為II級，為自燃煤層。

今后在生產建設中，必須加強對采空區密閉的管理，合理調整通風系統，重視對機電設備

的管理，防止火災事故的發生。

5.做好環境地質工作，加強廢水處理和夾訐管理，搞好煤場灑水除塵工人和，做到環

保工作和生產同步進行。

6.井田施工的鉆孔封孔后未進行封孔質量檢測，因此，要根據鉆孔位置，留設煤柱，

確保生產安全。

7'本礦雖為瓦斯礦井，但在建設和生產中也必須加強瓦斯監測和通風管理，防止瓦

斯積聚引發事故。

8、采礦許可證批準開采標高由810m?610m，井田4、8、9號煤層最低底板標高分別

為570m'520m'500m，煤層底板等高線標高圍與采礦證批準開采標高不一致，建議盡快辦

理采礦證的變更手續。

四、主要變更容如下表

本次變更設計中對原設計未做修改的容，仍按省煤炭工業廳晉煤辦基發［2010)

550號文的批復實施。

變更對照表

序項

號原設計容變更設計的變更容變更的理由

目

(1)本次變更設計井底車場、碉室雖仍布置在副立井井底附近，但(1)由于礦方在施工時，

對主水倉的位置與形式進行了調整。原主水倉位置外的圍巖較

(1)原設計井底車場、碉室布置在副立井井底附近。

(2)本次變更設計回風大巷布置在運輸大巷北部-軌道大巷布置在為松軟，故對其位置進行

(2)回風大巷布置在運輸大巷南部，軌道大巷布置在運輸大巷北部。

運輸大巷南部。了調整。

(3)運輸、軌道、回風大巷均沿煤層布置，矩形斷面，錨網索噴支

(3)本次變更設計運輸、軌道、回風大巷均沿煤層布置，矩形斷面，(2)為了使運揄更方便，

開護形式，工作面順槽、開切眼為矩形斷面，錨網支護形式。軌道大

1錨網索噴支護形式，工作面順槽、開切眼為矩形斷面，錨網支護形式。使通風更順暢，減小通風阻

拓巷、軌道石門凈寬3.4m，凈高2.8m，凈斷面9.5m2；運輸大巷凈寬

軌道大巷、軌道石門采用矩形斷面，凈寬由3.4m變更為4.5m?凈力，故對各大巷的斷面，進

4.0m，凈高2.5m，凈斷面10.0m'；回風大巷凈寬4.0m，凈高3.0m,

高2.8m，凈斷面12.6m2；運輸大巷變更為凈寬4.5m，凈高2.8m>凈行調整，同時對回風大巷和

凈斷面12m2°運輸順槽凈寬4.4m，凈高2.5m，凈斷面11.(W，回風

斷面12.6m2；回風大巷變更為凈寬5.0>凈高2.8m，凈斷面14.0m2：軌道大巷的位置進行互換。

順槽凈寬3.6m-凈高2.8m，凈斷面10.1m2°

運輸順槽變更為凈寬4.7m，凈高2.8m，凈斷面13.2m2，回風順槽變經計算調整后的巷道斷面

更為凈寬4.7m，凈為2.8m-凈斷面13.2m2。滿足要求。

(1)主斜井運輸設備為380V供電；(2)破碎機選用PEM—1000x650(1)主斜井運輸設備變更為660V供電；(2)破碎機變更為PLM—1000

型一部，電機功率55kw；液壓支架選用ZZS6000-17/37型，過型一部，電機功率UOkw；液壓支架利用現有ZZ6000-17/34型，(l)660V供電較為可靠。

渡支架選用ZTG7200-20/36型。(3)壓風機選用SA-150A型，電過渡支架利用現有ZZG7200-17/34型。(3)壓風機變更為JN160-8(2)現場揭露本礦煤層夾

機功率110kw,3臺。(4)選用EBZ-132型繪掘機，電機功率型，電機功率160kw,3臺。(4)選用EBZ-160型綜掘機，電機功阡較厚，且煤質較硬，故

194.5kw<>(5)西翼大巷帶式輸送機選用DSJ100/60/160x2整體率261kw。(5)西翼大巷帶式輸送機變更為DTL100/50/132型整需加大相關設備的電機功

設

2帶芯帶式輸送機，電機功率為2xl60kw；東翼大巷帶式輸送機選體帶芯帶式輸送機，電機功率為132kw；東翼大巷帶式輸送機變更率；同時變更后的壓風機

備

用DTL100/60/90x2型和DTL100/60/110型整體帶芯帶式輸送機，為DSJ100/50/2x132型和DSJ100/60/110型整體帶芯帶式輸送機，排氣量更大，安全性相對

電機功率為llOkw和2x90kw；順槽帶式揄送機選用DSJ100/50/160電機功率為2xl32kw和UOkw；順槽帶式揄送機變更為DSJ更高。經計算，變更后的

x2整體帶芯帶式輸送機，電機功率為2xl60kw0(6)大巷輔助運100/40/200x2整體帶芯帶式輸送機，電機功率為2x200kw。(6)機電設備能夠滿足礦井安

輸設備選用3臺SQ-60/55型無極繩連續牽引車，電機功率為大巷輔助運輸設備變更為2臺SQ-80/75B型和1臺SQ-120/132型全生產的要求。

55kw。無極繩連續牽引車，電機功率為75kw和132kw。

(1)副井場地低壓主變為2臺S9-1600/10/0.4kV<>(2)主井場(1)副井場地低壓主變為2臺Sll-M-1000/10kvo(1)地面建筑設施主副井

供

3地低壓主變為2臺S9-630/10/0.4kV。(2)主井場地低壓主變為2臺SU-M-630/10/0.4kV。場地地點變動。

電

(3)主井絞車專變為1臺SC-800/10/0.69kV。(3)主井絞車專變為2臺S11-M-1250/10/0.69kv(2)地面建筑設施主副井

(4)井下綜采面移變為2臺KBSGZY-800/10/1.2kV?>(4)井下綜采面為1臺KJZ-井00/10//3為/L2kV負荷中心。場地地點變動與部分設備

(5)井下綜掘面移變為2臺KBSGZY-500/10/0.69kV。(5)井下綜掘面移變為1臺KBSGZY-1000/10/0.69kV。供電電壓變化。

(6)井下采區變電所運輸供電變壓器為2臺(6)井下采區變電所運輸供電變壓器為KBSGZY-500/10R和(3)主斜井生產系統

KBSG-500/10/0.69kV<?KBSGZY-400/10R型2臺。660V供電，提高供電可靠

(7)新工業場地電源線路為兩回LGJ-120導線。(7線路)新工業場地電源為兩回LGJ-150導線。性。

(8)井下中央變電所為2臺KBSG-200/10/0.69KV型變壓器。(8)井下中央變電所為2臺KBSG-630/10R和KBSG-R-400/10型(4)能滿足供電要求。

變壓器(5)井下設備變動。

(6)新工業場地增加選煤

廠負荷。

采以上設備更加先進和節

原設計主斜井加熱器選SRL-10x5/2型，離心通風機4-72NQ12c型，

暖本次變更設計主斜井加熱機組變更為BKJZ/50型三套，功率11KW，能，經計算，變更后的設

4功率45KW，二套。副立井加熱器選SRL-6x6/3型，離心通風機4-72

供三臺。副立井加熱機組變更為BKJZ/50型四套，功率11KW，四臺。備能夠滿足礦井生產的要

N。16c型，功率75KW，二套。

熱求0

(1)利用KJ70N型安全監測監控系統。

六(1)選用KJ80N型安全監測監控系統。(2)變更為KJ69J型人員定位系統。

利用已有設備。

大(2)選用KJ106型人員定位系統。(3)利用KJ528型產量監控系統

5另根據有關政策的要求，

系(3)選用DT-KC2000型產量監控系統。(4)補充緊急避險系統。移動救生艙選用KJYF96/10型。

增加井下緊急避險系統。

統(4)選用HRD-128型128門程控交換。(5)利用礦已有的DH-2000型200門程控交換機。

(6)選用CMKXY-NP型礦井數字網絡廣播系統和無線通信系統。

根據礦井地形的實際情況

與增加坑口選煤廠的情

(1)地面工業廣場的擺布。(1)調整地面工業廣場的擺布。況，同時考慮改善職工的

其

6(2)地面建筑(2)調整地面建筑的面積。生活條件，對一些建筑的

它

(3)綜合建井工期：24個月(3)綜合建井工期：30個月位置與面積進行調整，使

其更加符合礦井的實際，

且滿足有關要求。

第一章井田開拓

第一節井田境界與資源儲量

本節維持原設計不變。只是2011年10月29日省國土資源廳為其頒發了新的采礦許

可證。（證號、批采煤層、開采深度、井田面積、生產規模、礦井拐點坐標均不變。）

第二節井底車場與碉室

一、井底車場形式的確定

井底車場設在9號煤層中，井底碉室為巖巷，井底車場為刀把環形車場，車場中存

車線長度為20m＞調車線長為20m（一列車按7節車考慮），可滿足上下物料和設備的提

升和運輸。

二、井底車場洞室

本次變更設計將主水倉的位置由副立井北部變更為副立并南部并增加了永久避難

碉室'其余不變。在副立井井底設有馬頭門和刀把環形車場與井底水窩，馬頭門雙軌布

置，環形車場單軌布置，井底水窩設潛水泵，將副井井底的水排入水倉。井底車場布置

有中央變電所、水泵房和管子道、等候室、急救室、消防材料庫。主副水倉總長306m'

有效容量1270m3＞水倉采用調度絞車人工It礦車的清理方式。各碉室均采用錨噴支護。

在主井底8、9號煤層間設有集中煤倉，凈直徑7.0m，高19m，有效容量585m%

在8號煤層井底車場北部設一個避難碉室（可容納100人），主要為井底附近提升、

排水、輔助運輸、供電作業人員和瓦斯監測人員、維修人員等零散作業人員提供避難場

所。

井底車場與碉室工程量見表1-2-1，井底車場與碉室見圖1-2-1。

井田開拓詳見圖1-2-2'1-2-3'1-2-4。

第二章大巷運輸與設備

第一節運輸方式的選擇

一、主要運輸巷道斷面、支護方式、坡度與鋼軌型號

原設計：回風大巷布置在運輸大巷南部，軌道大巷布置在運輸大巷北部。

本次變更設計：回風大巷布置在運輸大巷北部，軌道大巷布置在運輸大巷南部。

軌道大巷采用矩形斷面，凈寬由3.4m變更為4.5m，凈高2.8m不變，錨網索噴支護，

分別沿8、9號煤層掘進，鋪設30kg/m單軌。

膠帶大巷采用矩形斷面，凈寬由4.0m變更為4.5m，凈高由2.5m變更為2.8m，錨網

索噴支護,分別沿8、9號煤層掘進>鋪設1000mm膠帶輸送機和30kg/m單軌。

回風大巷采用矩形斷面，凈寬由4.0m變更為5.0m，凈高由3.0m變更為2.8m，錨網

索噴支護，沿8號煤層頂板掘進。

第二節運輸設備選型

井下煤炭運輸采用膠帶輸送機的運輸方式，輔助運輸采用無極繩連續牽引車牽引

礦車的運輸方式。

一、運輸設備

西翼運輸大巷1號帶式輸送機：原設計選用DSJ100/60/160x2，礦方實際安裝

DTL100/50/132型帶式輸送機。

東翼運輸大巷1號帶式輸送機：原設計選用DTL100/60/90x2，礦方實際安裝

DSJ100/50/132x2型帶式輸送機。

東翼運輸大巷2號帶式輸送機：原設計選用DTL100/60/110，礦方實際安裝

DSJ100/60/110型帶式輸送機。

(-)西翼運輸大巷1號帶式輸送機

原設計選用DSJ100/60/160x2:

(1)輸送機：DSJ100/60/160x2整體帶芯帶式輸送機：帶寬B=1000mm>帶速

V=2.5m/s,輸送機水平長前期LIF300IH,后期LIF893IH，運量Q=600t/h°驅動方式為頭

部兩滾筒雙電機限矩液力偶合器驅動，驅動滾筒為①1000mm的膠面滾筒。尾部重錘緊。

(2)輸送帶：整體帶芯阻燃抗靜電膠帶，B=1000mm'PVG1600S

(3)電動機：YB315L-4電動機(660V>160KW)2臺

(4)減速器：B3sHi2i=31.52臺

(5)偶合器：YOXUFZ500(防爆)2個

(6)制動器：BYWZ5-400/80(防爆)2個

(7)拉緊裝置：重錘緊1套

礦方實際安裝DTL100/50/132型帶式輸送機，驗算如下：

1、設計依據

帶式輸送機運量：Q=500t/h

提升高度：H=15m；

帶式輸送機水平長度：Lh=300m；

煤的松散容重:p=950kg/m3；

帶寬：B=1000mm

2'帶式輸送機選型計算

(1)圓周驅動力的計算

托輻運行阻力系數：f=0.03；

傳動滾筒摩擦系數：U.=0.25；

槽角入=30°；

承載托輻直徑0=108mm，L=380mm,軸承為6205/C4

回程托輻直徑W=108mm，L=1150mm，軸承為6205/C4

承載托輻間距ao=1.2m；

回程托輻間距au=3.0m；

清掃器設置：2個彈簧，1個空段。

帶速:v=2.5m/s；

初選帶強:PVG1000S

物料重量：q<；=66.7kg/m

每米膠帶重量：qB=14.2kg/m

上托輻每米長轉動部分重量：qRo=lO.175kg/m

下托輻每米長轉動部分重量：qRu=3.48kg/m

系數:c=1.31。

主要阻力：F”=fLg〔q(?)+qRu+(2qB+qc)cosd〕=8467N

傾斜阻力:Fst=qc-g,H=9429N

主要特種阻力：Fs尸L+F。尸Q"°L(qB+qc)gcos3sin￡+^4^=1833N

V'b-

附加特種阻力：Fs2=n3-Fr+F?=ns-A■P?//a+B1K2=300ON

傳動滾筒所需圓周驅動力：F,.=CFH+Fsi+FS2+Fst=24776N

(2)電動機計算

軸功率:PA=FuV/1000=62kW

驅動電機功率：R=1.5P、=93kW(考慮滿載啟動時)

現有的YB2-315M型電動機(132KW，660V)能滿足要求。

(3力計算

①按垂度條件

承載分支F豕Mn2[ao(q?+qG)g]/[8(h/a)?<!?]=10886(N)

回程分支F?win分(aiqBg)/〔8(h/a)adm〕=6799(N)

②按不打滑條件

按不打滑條件F2gMit2Fs/(e"嗔1)=KaF"(e""-1)

最大圓周驅動力:Fw?ax=l.5xFu=37165N

(圍包角3=190°)

根據以上條件，各點的特性力：

Si=53583N

S2=28807N

S3=31188N

&=32435N

(4)驗算打滑、膠帶安全系數

單傳動滾筒驅動

總圍包商Si/S2=1.96〈e"°=2.5，不打滑

帶式輸送機安全系數：m>12，選用整體帶芯輸送帶，PVG100S

BxlOOO

m=-------=17.7滿足要求。

3

3、選型結果

(1)輸送機：現有的DTL100/50/132整體帶芯帶式輸送機：帶寬B=1000mm，帶速

V=2.5m/s,輸送機水平長前期Ln=300m，運量Q=500t/h。驅動方式為頭部單滾筒單電機

限矩液力偶合器驅動，驅動滾筒為①800mm的膠面滾筒。尾部絞車緊。

(2)輸送帶：整體帶芯阻燃抗靜電膠帶，B=1000mm，PVG1000S

(3)電動機：YB2-315M-4電動機(660V/1140V?132KW)1臺

(4)減速器：B3SH09i=251臺

(5)偶合器：YOXIIFZ500(防爆)1個

(6)制動器：BYWZ5-400/121E(防爆)1個

(7)拉緊裝置：JH-8絞車緊1套

(三)東翼運輸大巷1號帶式輸送機

原設計選用DTL100/60/90x2:

(1)輸送機：DTL100/60/90x2整體帶芯帶式輸送機：帶寬B=1000mm，帶速V=2.5m/s，

輸送機水平長L=672m，提升高度10m，運量Q=600t/h。驅動方式為頭部兩滾筒雙電機

限矩液力偶合器驅動，驅動滾筒為①800mm的膠面滾筒。尾部重錘絞車緊。

(2)輸送帶：整體帶芯阻燃抗靜電膠帶，B=1000mm，PVG1000S

(3)電動機：YB280s-4電動機(660V，90KW)2臺

(4)減速器：B3SH08i=252臺

(5)偶合器：YOXUFZ500(防爆)2個

(6)制動器：BYWZ-400/80(防爆)4個

(7)拉緊裝置：重錘緊1套

礦方實際安裝DSJ100/50/132x2型帶式輸送機；驗算如下：

1、設計依據

帶式輸送機運量：Q=500t/h；

帶式輸送機水平長度：Lh=672m；

提升高度:H=10m；

煤的松散容重：p=950kg/m3；

帶寬：B=1000mm

2'帶式輸送機選型計算

(1)圓周驅動力的計算

托輻運行阻力系數：f=0.035；

傳動滾筒摩擦系數：〃=0.25；

槽角A=30°；

承載托輻直徑g=108mm1L=380mm，軸承為6205/C4

回程托輻直徑0=lO8mm1L=1150mm，軸承為6205/C4

承載托輻間距ao=1.2m；

回程托輻間距au=3.0m；

清掃器設置：2個彈簧，1個空段；

帶速:v=2,5m/s；

初選帶強：整體帶芯輸送帶，PVG1000S；

物料重量：qc=66.7kg/m

每米膠帶重量:QB=14.2kg/m

上托輻每米長轉動部分重量：qRo=lO.175kg/m

下托輻每米長轉動部分重量：QRU=3.48kg/m

系數：c=l.17

主要阻力:Fn=fLg〔qw)+qRu+(2qB+qc)cos6〕=22498N

傾斜阻力:Fst=qG-g-H=6382N

主要特種阻力：FskL+FGL=Ce”°L(qB+qc)gcos<5sine+^^=3380N

附加特種阻力：Fs2=n3,Fr+F?=ns'A-P1//a+B-K2=3000N

傳動滾筒所需圓周驅動力：Fu=CFn+Fsi+Fs2+Fst=39085N

(2)電動機計算

軸功率：PA=F..V/1000=97kW

驅動電機功率：R=L5P、=146kW(考慮滿載啟動時)

礦方選用(132KWx2，660V)電動機能滿足要求。

(3)力計算

①按垂度條件

承載分支Fnn2[ao(qB+qG)g]/(8(h/a)adJ=10254(N)

回程分支Fsmin^CacqBg)/〔8(h/a)adm〕=5219(N)

②按不打滑條件

按不打滑條件F2(82)nin2X(e""-1)=KaFu/(e"°T)

最大圓周驅動力:Fumax=L5xFu=58628N

設Pi:P2=l：1>第二傳動滾筒的力用足。

F2m=Fu*/(e"0-l)=22722N(圍包魚5k32=190°)

根據以上條件，各點的特性力：

S.=61807N

&=22722N

S3=28619N

S尸29764N

(4)驗算打滑、膠帶安全系數

雙傳動滾筒驅動

總圍包角ASi/Sz=2.72<e"⑶+⑶=5.24，不打滑

帶式輸送機安全系數：m>12，選用整體帶芯輸送機PVG1000S

8x1000”，⑥

m=-----=16.1涵足要求。

(5)傳動滾筒

傳動滾筒所需合力116KN，選用0800傳動滾筒，所需扭矩6.17KN.m。

選用傳動滾筒10080，許用合力110KN，許用扭矩20KN.m，滿足使用要求。

3、選型結果

(1)輸送機：DSJ100/50/132x2整體帶芯帶式輸送機：帶寬B=1000mm＞帶速

V=2.5m/s，輸送機水平長L=672m，提升高度10m，運量Q=500t/h°驅動方式為頭部兩

滾筒雙電機限矩液力偶合器驅動，驅動滾筒為①800nlm的膠面滾筒。尾部絞車緊。

(2)輸送帶：整體帶芯阻燃抗靜電膠帶，B=1000mm，PVG1000S

(3)電動機：(660V/1140V，132KW)2臺

(4)減速器：B3SH11i=252臺

(5)偶合器：YOXIIFZ500(防爆)2個

(6)制動器：BYWZ5-400/12K防爆)2個

(7)拉緊裝置：JH-8絞車緊1套

(四)東翼運輸大巷2號帶式輸送機

原設計選用DTL100/60/110，礦方實際安裝DSJ100/60/110型帶式輸送機；驗算如

下：

1、設計依據

帶式輸送機運量：Q=600t/h；

帶式輸送機水平長度：Lh=510m；

提升高度：H=-10m；

煤的松散容重：p=950kg/m3；

帶寬：B=1000mm

2'帶式輸送機選型計算

(1)圓周驅動力的計算

托輻運行阻力系數：動力運行時f=0.035，制動運行f=0.012；

傳動滾筒摩擦系數：11=0.25；

槽角入=30°；

承載托輻直徑3=108mm1L=380mm，軸承為6205/C4

回程托輻直徑0=lO8mm'L=1150mm，軸承為6205/C4

承載托輻間距ao=1.2m；

回程托輻間距au=3.0m；

清掃器設置：2個彈簧，1個空段。

帶速：v=2.5m/s；

初選帶強：整體帶芯PVG680s

物料重量：qc=66,7kg/m

每米膠帶重量:qB=13,3kg/m

上托輻每米長轉動部分重量：qRo=lO.175kg/m

下托輻每米長轉動部分重量：qRu=3.48kg/m

系數：c=l.2°

經進行全程滿載(f=0.035,f=0.012)，全程空載計算，全程滿載f=0.035時圓周

力最大。

主要阻力：Fn=fLg〔qt?)+qRu+(2qB+qc)cos8〕=18702N

傾斜阻力:Fst=qc-g-H=-7557N

主要特種阻力：Fsl=FaFa=C4,OL￡(qB+qc)gcos5sine=2962N

附加特種阻力：Fs2=n3,Fr+F?=ns-A?P1//3+B,K2=3000N

傳動滾筒所需圓周驅動力：Fu=CFu+FsdFs2+Fst=20848N

(2)電動機計算

軸功率:P*=FuV/1000=52kW

驅動電機功率：P“=l.5PA=78kW

選用有(110KW'660V)電動機能滿足要求

(3)力計算

①按垂度條件

承載分支[ao(qB+qc)g]/[8(h承)am〕=11755(N)

回程分支F01?in^(aiqBg)/〔8(h/a)adm〕=4888(N)

②按不打滑條件

按不打滑條件F2(s2)mn2Fuw/(e""T)=KaFu/(e"'-l)

最大圓周驅動力:Fu?ax=l.5xFu=31273N

FMFF皿/(e"0-l)=24240N(圍包角@1=@2=190°)

根據以上條件，各點的特性力：

Si=45089N

&-24240N

S3=32168N

8=33454N

(4)驗算打滑、膠帶安全系數

傳動滾筒驅動

總圍包角SMS2=2.65<e"⑷+⑻=5.24，不打滑

帶式輸送機安全系數：m>12，選用整體帶芯輸送帶，PVG1000S

8x680,、,*口"4

m=―-—-=i1r5.1涵足要求。

(5)傳動滾筒

傳動滾筒合力77.6KN>選用@800傳動滾筒，則所需扭矩3.89KN.m°

選用傳動滾筒10080，許用合力110KN，許用扭矩20KN.ni，滿足使用要求。

3、選型結果

(1)輸送機：DSJ100/60/110整體帶芯帶式輸送機:帶寬B=1000mm，帶速V=2.5m/s，

輸送機水平長L=510m，提升高度-10m，運量Q=600t/h。驅動方式為尾部兩滾筒雙電機

限矩液力偶合器驅動，驅動滾筒為①800mm的膠面滾筒。JH-8絞車緊。

(2)輸送帶：整體帶芯阻燃抗靜電膠帶，B=1000mm，PVG680S

(3)電動機：電動機(660V，110KW)1臺

(4)減速器(帶逆止器)：DCY315i=201臺

(5)偶合器：YOXHFZ5001個

(6)制動器：BYWZ5-400/1211個

(7)拉緊裝置：JH-8絞車緊1套

4、膠帶機電控系統采用PLC控制系統，控制帶式輸送機的起停；設帶式輸送機的

軟制動裝置；設帶式輸送機防跑偏、打滑、斷帶、縱撕、溜槽堵塞、沿線急停、驅動

滾筒溫度保護、煙霧、灑水等各種安全保護裝置與信號系統。

(六)西翼軌道大巷輔助運輸設備

原設計選用2部SQ-60型無極繩連續牽引車，配用電動機功率55kW，礦方在招標

時選用SQ-80/75B型和SQ-120/132型無極繩連續牽引車，配用電動機75kW和132kW>

這兩種型號的無極繩連續牽引車各項技術參數均優于原設計的技術參數，且礦井運輸

條件均未發生變化，故現有設備滿足要求。

第三章采區布置與裝備

第一節采煤方法

一、采煤方法的選擇

本次變更設計，對采煤方法不進行變更，仍維持原設計的采煤方法，即8號煤層

和9號煤層均采用長壁綜采一次采全高的采煤工藝，頂板管理采用全部垮落法。

二、工作面“三機”與順槽設備選型

本次變更設計僅對破碎機與液壓支架按現已招標的型號進行變更，其他采煤設備

均維持原設計不變。

原設計：破碎機選用PEM-1000x650型顆式破碎機，過煤能力1000t/h，電機功率

55KW。

本次設計：破碎機利用PLM-1000型破碎機，過煤能力1500t/h，電機功率110KW。

原設計：液壓支架選用ZZS6000-17/37型，支撐高度為1.7-3.7m。過渡支架選用

ZTG7200-20/36型，支撐高度為2.0-3.6m。

本次設計：液壓支架利用現有ZZ6000-17/34型，支撐高度為1.7-3.4m。過渡支架

利用現有ZZG7200-17/34型，支撐高度為1.7-3.4m。(現有液壓支架的技術參數基本

和原初步設計一致，只是支護高度發生變化，但根據地質報告8號煤層厚2.50-3.19m，

平均厚2.89m，現有液壓支架支護高度滿足要求。)

破碎機技術特征

過煤破碎最大輸最大輸電動機破碎機

煤流間隙外形尺寸

型號能力能力入塊度出塊度功率總重使用圍

調整圍(mm)長x寬x高(mm)

(t/h)(t/h)(mm)(mm)(KW)(t)

SZZ764/132

PB1-100015001000720x700150-3001101503540x1987x178615.7

配套

第二節巷道掘進

—■、巷道斷面和支護形式

運輸、軌道、回風大巷均沿煤層布置，矩形斷面，錨網索噴支護形式，工作面順

槽、開切眼為矩形斷面，錨網支護形式。軌道大巷變更為凈寬4.5m，凈高2.8m，凈斷

面12.6m2；運輸大巷變更為凈寬4.5m，凈高2.8m，凈斷面12.6m2；回風大巷變更為凈寬

5.0m，凈高2.8m，凈斷面14.0m2。運輸順槽變更為凈寬4.7m，凈高2.8m，凈斷面13.2m"

回風順槽變更為凈寬4.7m，凈高2.8m，凈斷面13.2nf。

二、掘進工作面個數、組數，掘進的機械配備

基本維持原設計不變，只是按有關規定將TXU-150型探水鉆變更為MYZ-200型探

水鉆。

詳見采掘設備配備表3-2-1。

三、移交生產時的井巷工程量

礦井移交到達到設計生產能力時，新增井巷工程總長度11697m,掘進總體積

163737m3,萬噸掘進率129.97m/萬t。

新增井巷工程量匯總見表3-2-2。采區巷道布置詳見圖3-2-1。

第四章通風與安全