鑫隆初设变更(修改)

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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。

1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。

24、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

3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。

4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5.20m,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。

5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/55kw2套,钢管型号为:主管DN1591440m,支管DN1082840m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。

6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SZ11-12500/3535/1OkV12500kVA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/t/tIR,(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。

7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。

8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。

9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、

1010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。

11¢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

12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=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

13（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FVPA100029160x2,51000-=72.9たWp729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1.2x(17.8+72.22)x9.818x0.01=13246N回程分支:Fmjn>a旳Bg8(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—Umax1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:

14f4=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。外228518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443098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=7rDn60v1x0.63x1490__«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。

15（-）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

165、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/、・=Q3.6夕_650__3.6x900=0.2m3Is〃2=0.7,/=4.5m,bl=0.6bn故用]=301N

17（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。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)

18(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2157423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

19Fl=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；^■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。

20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

21d=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

221砰石车203729820862设备、材料年3031032832803其:它次6629817884火药、雷管车21074.72149.4合计9303.4s2.58h（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

23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(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:

24P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2037605.674239.69

252设备、材料乍30310635.676356.73「に次662983634.02合计14908.01s4.14h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

26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。

27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3-1-1SGZ630/150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

281)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。2)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。(1)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3-1-2SGZ-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。

29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。(1)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。(2)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。(3)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。

30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。(1)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。

31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；

32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

33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

34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

35122m3/s。二)风量分配将矿井总进风量分配到井下各用风地点,具体配风量分配如下:4号煤综采工作面:10m3/s；4号煤准备工作面:5m%；10号煤综采工作面:15mコ/s；10号煤准备工作面:8m%；4号煤大巷综掘面：8x2m%；4号煤顺槽综掘面:9x2m3/s；10号煤大巷综掘面:10x2m3/s；10号煤顺槽综掘面:9x2m3/s；采区变电所:3m3/s；其它:9mコ/s；三)矿井通风负压计算矿井通风负压采用下式计算：H=£aLPQ2/S3+hw式中:h矿井通风总阻カ,mmHiO;a——井巷摩擦阻カ系数,kg-s2/m4；L井巷长度，m；P井巷净断面周长,m；S——井巷净断面面积，m2；Q通过井巷的风量,m3/s；h同局部阻カ,h局=15%・h,mmHzO。经计算,矿井通风容易时期和困难时期最大负压分别为228.42mmH2O(2238.48Pa)和254.60mm%。(2495.05Pa)〇矿井通风容易时期和通风困难时期负压计算详见表4-5-1、表4-5-2〇矿井通风容易时期和通风困难时期示意图见图4-5-1、图4-5-2。2、等积孔矿井等积孔采用下式计算:

36A=0.38Q/h°-5式中:A等积孔,m~；Q风量,m'/s；h风压,mmHzO。0.38x122容易时期等积孔:Ai==3.07m2228.42降0.38x122困难时期等积孔：A2==2.82m2254.60172矿井通风容易时期矿井等积孔为3.07m2>2.0m2I通风困难时期矿井等积孔为2.91m2>2.0m2o故矿井通风容易时期和矿井通风困难时期均属小阻カ矿井。二、灾害预防及安全装备(-)束管监测、灌浆防灭火系统变更1、黄泥灌浆设备原初设:螺旋缝钢管D168*7980米D146*73300米泥浆泵:3PNL2台变更为：卧式泥浆输送泵SB200-35A/55kw2套钢管型号为：主管DN1591440m支管DN1082840m变更原因：矿方已购置。2、防灭火系统原初设:针对矿井的实际情况，采用氮气防灭火系统适当辅以阻化剂,发挥各种防灭火工艺各自的优点,确保矿井安全生产。变更后:采用氮气防灭火系统改变为凝胶灭火系统。变更原因:采用凝胶系统防灭火更具有快速、安全、复燃率低优越性。3、束管采样与火灾气体色谱分析系统：原初设：束管采样GSJ6型变更后：KSS-200型变更原因：矿方已购置,且KSS-200型系统已包含设计系统的功能。

37三、井下建设完善井下紧急避睑系统（'）紧急避险系统位置原初设: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胴室。在距10号煤西下山与北大巷连接处320m处,设置ー个永久避难碉室。变更后：4号煤工作面顺槽内各设ー个可移动救生舱的避灾碉室不变。取消距10号煤西下山与北大巷连接处320m处的・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胴室。在4号煤北轨道大巷西侧,离4号煤4001胶带进风顺槽开口15m处,设置ー个永久避难碉室。变更原因：根据井下采掘工作面人员避灾要求变更。1、原初设10号煤西下山与北大巷连接处320m处的ー个永久避难胴室距离10号煤下山巷道较远,不能满足10号煤工作面人员避险要求,故将此避难碉室移至10号煤西下山与10号煤北大巷连接处。考虑到4号煤工作面人员避险要求,故在4号煤北轨道大巷西侧,离4号煤4001胶带进风顺槽开口15m处,设置ー个永久避难碉室。（二）移动救生舱型号变更原初设:选用LD-30型可移动分体式避难所配置系统。变更后:选用KJYF96/12型矿用可移动救生舱系统。变更原因：根据井下人员避险要求设置。四、矿井安全生产监控系统及矿井通信系统（一）矿井安全生产监控系统及矿井计算机管理系统一）矿井安全生产监控系统1、矿井安全生产监控系统鑫隆煤矿生产能力0.9Mt/a,开采4号、5上号、6号、10号煤层属瓦斯矿井,煤尘有爆炸危险性,煤层自燃发火倾向性属易自燃。按照《煤矿安全规程》的规定,为确保煤矿安全、高效生产,设计采用一套矿井安全生产监控设备,对井下生产环境各类安全参数及矿井主要生产设备及供电设备运行状态进行监测监控，实时采集数据、传输、处理、显示和记录,为有关人员及时准确全面了解掌握井下生产环境状况,达到对各类灾害的早期予测并采取安全措施,防止事故的发生。矿井装备KJ70N型煤矿安全生产监控系统ー套,本设计按《煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范》AQ1029-2007行业标准及煤矿井下安全避险六大系统建设完善基本规范(试行)的通知的要求进行补充和完善设备配置。2、矿井安全生产监控系统的功能

38(1)对井下生产环境安全参数连续监测监控，其环境安全参数主要有:瓦斯、风速、一氧化碳、温度、烟雾、煤仓煤位、水仓水位、主要风门开闭状态、通风机风胴负压等,当采掘工作面瓦斯浓度达到1.0%时声光报警,达到1.5%时切断电源,<1.0%时复电。断电范围,采掘工作面及其回风巷道内全部非本质安全型电气设备。(2)对主要生产设备运行状态连续监测，如:局部通风机、主排水泵、采区泵房水泵、地面通风机、主斜井胶带机、副斜井提升机、主斜井架空乘人器等。(3)对供电状态连续监测,地面变电所、井下主变电所、采区变电所、配电装置电压、电流及装置运行状态进行连续监测。井下主要配电点被控设备开关运行状态进行连续监测。(4)主斜井胶带机装备矿井产量计量监测装置,实时监测矿井实际产量,并接入矿井安全生产监控系统中。(5)井下胶带机系统装备综合保护装置，接入矿井安全生产监控系统中。(6)井下装备作业人员移动目标监测跟踪系统,接入矿井安全生产监控系统中。(7)井下装备火灾束管监测系统。(8)矿井地面井下装备エ业电视监控系统,接入矿井安全生产监控系统中。在矿办公楼调度中心建立矿井安全生产综合监控管理系统,各子系统通过网络交换机联网。3,安全生产监控系统配置(1)安全生产监控地面中心站地面中心站设在矿办公楼内生产调度中心,站内设备配置:监控主机两台,互为备用，显示器两台、打印机两台、图形工作站两台、服务器一台、传输接口一台、网络交换机2台、不间断电源一台、雷击保护装置一台、系统软件ー套。(2)传输系统传输干线选择矿用屏蔽四芯阻燃通信电缆,数字传输通过分站接到各传感器上,井下系统干线由地面中心站经主斜井井筒敷设至井下各分站。地面及井下巷道中干线电缆选型MHYBV_4X1/0.8型,主斜井井筒中干线电缆选型MHYA32-4xl/0.8型,支线选用MHYV-4x7/0.28型矿用阻燃通信电缆。(3)分站,KJ70N-F型,地面3台,设置在通风机房1台,地面变电所1台,主斜井井口房1台,井下设置25台,设置在井下主变电所1台,北胶带大巷及西胶带下山胶带机机头胴室各1台,回采工作面进风顺槽各1台,掘进工作面进风巷各1台,避难碉室内外各1台,救生舱内各1台,采区变电所1台,南翼总回风大巷测风站1台,10号煤西回风下山测风站1台,采区水泵房1台。(4)甲烷传感器及各类传感器设置①甲烷传感器GJC4型,布置在回采工作面上隅角、采煤工作面及回风巷中,掘进

39工作面及回风巷中,测风站中。在10号煤总回风大巷、西回风下山及北回风大巷共设置测风站7处。在回采工作面回风顺槽内距工作面不大于10m处,距回风大巷10〜15m处，在掘进工作面不大于5m处距回风巷10〜15m处布置。采煤机配置便携式甲烷检测报警仪。地面筒仓仓上、地面封闭式胶带机走廊内,井底煤仓及采区煤仓仓上，布置甲烷传感器各1台。在井下避难碉室及救生舱内外设置甲烷传感器各1台，甲烷浓度不大于1.0%。②风速传感器KGF2型，布置在测风站、通风机风洞中及回采工作面回风侧。③风门传感器GFK20型,布置在主要风门处。④水位传感器GUY5型，布置在主排水泵房及采区泵房主、副水仓中。⑤电压传感器GYD120(A)型、电流传感器GLD5(A)型，布置在地面变电所和井下主变电所、采区变电所内。⑥负压传感器GPD500F1型,布置在通风机风胴内及避难胴室内,救生舱内各1台。⑦设备开停传感器,KGT9型,布置在局扇、主排水泵、采区泵房水泵、地面通风机、主斜井胶带机、副斜井提升机、主斜井架空乘人器等。⑧在井下配电点被控设备开关的负荷侧设置GKD127-1140V型馈电开关状态传感器。⑨在采掘工作面回风巷及井下胶带机机头10m处设置ー氧化碳传感器GTH1000型,温度传感器KGW5型各1个。胶带机机头10m处设置GQL0.1型烟雾传感器各1个。⑩掘进工作面风筒末端布置风筒传感器GFD6型。⑪在井下主变电所、采区变电所、主水泵房、采区水泵房、大巷绞车闹室设KGW5型温度传感器各1个。。井底煤仓及采区煤仓仓上设置煤位传感器KGU5B型各1个。Q采掘工作面回风顺槽及煤流转载点设置GC1000J型粉尘浓度传感器各1个,KGF2型风速传感器各1个。Q避难洞室及救生舱内外设置ー氧化碳传感器GTH1000型各1个,一氧化碳浓度不大于0.0024%,室内设置温度传感器KGW5型1台,温度不高于35℃,二氧化碳传感器GRG5H型各1台,氧气传感器GHY25型各1台。地面、井下测控点共设传感器322个,备用103个。设置分站27个,各分站及各类传感器的设置地点见表4-3-1。

40表4-3-1矿井安全监测系统传感器布置参考表、、传感器名称分站名ぶ^\（布置地点）、、低浓瓦斯ch4髙低浓度瓦斯ch4风筒I'T烟雾Y温度t氧碳。ー化C风速V负压h备停T设开K风门AD煤位MW水位SW粉尘F氧气〇2二氧化碳CO2电流I电压U电态D馈状K主斜井井口房分站41113地面变电所分站222通风机房分站2242井下主变电所分站1232225西胶带ド山胶带机机头碉室分站21344141南翼总冋风大巷测风站分站3333410号煤西回风下山测风站分站43332一号避难碉室内分站5113131一号避难碉室外分站622221040I回采工作面分站73122142110401工作面胶带顺槽救生舱分站821313210号煤顺槽掘进工作面分站92112212221

41、、传感器名称分站名ぶ、、（布置地点）、、低浓瓦斯ch4高低浓度瓦斯ch4风筒IT烟雾Y温度tー氧化碳CO风速V负压h备停T设开K风门AD煤位MW水位SW粉尘F氧气02二氧化碳CO2电流I电压U电态D馈状K10号煤顺槽掘进备用工作面分站102111221采区水泵房分站1122210号煤大巷掘进工作面分站12211221222110号煤大巷掘进备用工作面分站13211121北胶带大巷6号煤胶带机机头碉室分站141213414001回采工作面分站15312212214001工作面胶带顺槽救生舱分站16213132二号避难洞室内分站!7113131二号避难洞室外分站1822222采区变电所分站19111142234001工作面轨道顺槽救生舱分站202131324号煤顺槽掘进工作面分站2121122122214号煤顺槽掘进备用工作面分站2221112214号煤大巷掘进工作面分站2321122122214号煤大巷掘进备用工作面分站24211121装备量小计4781232501573040241219126620备用量小计4722710326711243114各类传感器装备数量322个,备用数量!03个,合计425个。表4-3-1矿井安全监测系统传感器布置参考表矿井安全生产监控系统配置见《矿井安全生产监控系统图》C1055G-274-lo矿井安全生产监控系统井下测控点布置图见Cl055G-274-2。矿井安全生产监控系统断电控制原则系统图见图C1055G-274-3o4、矿井装备煤炭产量监控系统KJ219型ー套,实时计量并传输矿井产量情况。在主斜井井口房配置称重传感器、称重显示器及通信接口组成,具有显示、打印、通信功能。并纳入矿井安全生产监控系统。5、井下作业人员移动目标监测跟踪系统为确保煤矿井下作业人员安全,自动检测下井时间、路径、作业地点等相关信息,矿井装备井下人员考勤定位监控系统。矿井装备KJ128A型,由地面监控室、传输系统、井下定位分站及无线信息采集设备组成。地面监控室配置监控主机2台,服各器1台,数据传输接口1台,打印机1台,显示器1台，机房避雷器1台，不间断电源1台，监控系统软件1套。

42地面至井下传输电缆采用光纤传输,井下主要巷道设置现场总线,在主、副斜井井口房、巷道分支处、紧急避险设施入口和出口,井下重点区域入口及限制区域设置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。6、井下火灾束管监测系统按煤矿安全规程241条规定,开采容易自燃和自燃煤层时,在采区开采中选择自燃发火观测站的位置,并建立束管监测系统。本设计在采区、采掘工作面的进回风巷处各设ー个固定观测站,在工作面的进回风巷内距工作面10〜20m处各设置移动观测站ー处。系统由地面分析站、井下取样管路及附件组成,矿井装备KSS-200型火灾束管监测系统ー套,并与矿井安全监控系统联网运行。7、エ业电视监视系统对矿井地面、井下主要生产环节的生产、运行状况实时连续不间断视频监控、矿用装备KJ619型工业电视监视系统。地面监控点主要设置地点:主斜井井口房、副斜井井口房、封闭式储煤仓、通风机房、地面变电所、空压机房等处设置彩色摄像机。井下监控点主要设置地点:综采工作面、大巷胶带机机头、避难碉室、井底煤仓仓上、仓下、井下主变电所、采区变电所、主排水泵房、采区泵房等处设置黑白防爆摄像机。工业电视监视系统地面中心站设在矿井办公楼调度中心,配置控制主机及显示终端、视频分配器、图像切换设备、视频服务器、存储设备、监视器墙、接收光端机、视频监视软件、网络接口、在线式不间断电源、防雷接地装置等。对地面井下工业电视监控点的信息收集、传输、处理、显示。二）矿井计算机管理系统1、计算机管理系统功能在矿井建立计算机管理信息系统,实现矿井办公自动化：电子账务、电子商务、电子邮件、网络会议、人力资源管理、档案管理、公文管理、信息数据库等。组建矿井局域网,资源共享，为矿领导提供相关的信息查询,便于矿领导预测、规划和决策。2、计算机管理系统构成在矿办公楼内设置计算机管理站,配置网络服务器2套,网络操作系统1套,系统软件1套，打印机1台，不间断电源1台。在矿领导和相关部门设置工作站20台。（二）通信系统"）概述鑫隆煤矿生产能力0.9Mt/a,矿井通信系统包括行政通信和生产调度通信。矿井设通信交换机室，对矿井地面、井下各用户进行行政、调度通信。矿井通信交换机与中阳县城关镇网通汇接,中继线采用6

43芯光缆架空敷设,线路长3km。二）地面通信系统1、矿井装备SOC8000型矿用程控通信交换机512门。行政、调度合一。通信交换机设置在矿办公楼内调度中心,通信交换机室采用双回路380/220V供电,并配置不间断电源装置备用,机房及入井通信电缆的入井口处装置防雷接地保护。在矿办公楼、任务交待室、矿灯房、地面变电所、主斜井、副斜井井口房及绞车房、矿山救护队、通风机房、压风机房、地面生产系统、锅炉房、井下水处理站、生活污水处理站、机修车间、综采设备库、坑木加工房单身宿舍等设置电话机。行政用户200门、调度用户数量200个,通信电缆采用HYA-0.5型市话通信电缆，敷设方式采用沿建筑物外墙挂设方式，至主斜井、副斜井、风井场地等偏远地点采用电杆架设方式。2、移动通信配置,对地面生产管理、消防、救护、运销等专门调度人员及时快捷地通信联络,作为煤矿应急通信。3、矿山救护队，地面变电所、矿井通信交换机室、通风机房设置与矿调度中心直通的调度电话，并配备无线对讲系统应急通信,矿调度室应安装与本地通信网络相通的直拨电话,矿井变电所至上一级变电站设专用的通信设施。三）井下通信在井底车场胴室、井下主变电所、采区变电所、主排水泵房、采区水泵房、回采工作面及胶带顺槽、轨道顺槽、避难碉室及救生舱、掘进工作面、大巷胶带机机头及采区水平最高点设置KT103.3型本安型调度电话机,回采工作面距两端10-20m,掘进工作面距端头30-50m处,通信电缆选用矿用阻燃型MHYA32-50x2x0.8型两回沿主、副斜井井筒敷设至井底车场等候室交接箱,再经分线合引至各用户,用户数量46个。井下主变电所与地面变电所之间,黄泥灌浆站点之间、井底煤仓仓上仓下之间、主斜井井口房与井底等候室之间设置直通电话。采掘工作面、井下主排水泵房、采区泵房、井下主变电所、采区变电所、井下避难碉室及救生舱、井下调度室、爆破时撤离人员集中地点与矿调度室之间设直通电话。矿用通信系统见图C1055G-262-1..四）井下移动通信系统井下设置煤矿无线通信系统,通过无线通信系统,通过无线局域网络覆盖井下巷道、在井下设立基站,利用矿用本安手机接入设备,实现井下移动通信,与井下调度通信的固定电话互为备份,并与调度通信对接。矿井装备KT105A型煤矿无线通信系统,在地面程控通信交换机室,设置综合接入控制台1台，光端机2台。下井电缆采用4芯光缆，井下设置矿用光纤耦合器FHG-7型16台,矿用本安型交换机KT105A-J型4台，电源箱KDW660-12B2型16台,矿用本安无线基站KT105A-F1型12台,光纤分线盒4个,矿用本安手机

44KT105A-S型200个。五）井下广播系统1、井下广播系统功能为了在煤矿井下突发紧急情况时,以最简捷、最快捷的方式通知井下作业人员、语音告警、调度指挥、指导人员、紧急撤离、采取安全措施,及时有效应急救援。日常可以进行安全宣传、教育,播放安全规章、安全措施、注意事项、增强职エ安全生产意识。2、设备选型及系统组成矿井装备KT199型井下广播系统…套,系统由地面播放设备及井下音箱组成。地面播放设备设置在矿调度中心,由广播主机、话筒、安全耦合器、避雷器组成,广播主机、话筒必须双机热备份,24小时不间断运行,当工作主设备发生故障时，备份设备必须在5min内投入工作。井下矿用本安型音箱KYXB-127型,设置在井下等候室、主变电所、采区变电所、主排水泵房、采区水泵房、胶带运输大巷、轨道运输大巷、采掘工作面及胶带、轨道顺槽、避险设施内等地设置三个分区,共装备62台，备用12台,设置位置应便于观察、调试、检验、围岩稳定、支护良好、无淋水、无杂物的地方。第五章提升、通风、排水设备和压缩空气设备一、通风设备校验（一）原初步设计通风方式:机械抽出式,主斜井、副斜井进风,回风斜井回风。矿井通风参数:通风量122m7s最小通风负压2324.14Pa最大通风负压2583.08Pa利用现已安装FBCDZ-N&30（轮毂比为〇.618）防爆对旋式轴流通风机两台,・台工作,一台备用。并配有变频调速装置,H1VERT-Y10/040630kVA4台采用ー拖ー方式。变更原因：根据采矿采区调整、负压变化,对现已安装FBCDZ-N230（轮毂比为0.618）防爆对旋式轴流通风机重新校验。（二）变更设计ー、设计依据

45通风方式：机械抽出式,主斜井、副斜井进风,回风斜井回风。矿井通风参数：通风量122m3/s最小通风负压2238.48Pa最大通风负压2495.05Pa二、通风设备校验计算1.通风机需要产生的风量：计入通风设备漏风损失，风嗣、风道、通风设备风压损失后，通风设备所需风量:Qf=128.1m%通风设备所需风压:通风容易时期:HFmin=2438.48Pa通风困难时期：HFmax=2695.05Pa通风容易时期通风网路特性方程为Hmin=RiQ2=0.1486Q2通风困难时期通风网路特性方程为Hmax=R2Q2=0.164Q2利用现已安装FBCDZ-N°30（轮毂比为0.618）防爆对旋式轴流通风机两台,一台工作,一台备用。并配有变频调速装置,HIVERT-Y10/040630kVA4台采用•ー拖ー方式。根据通风网路特性方程和通风机运行在45Hzエ况下性能曲线确定的通风机运行工况点:通风容易时期:通风机エ况点参数:QMi=134.2m3/s,HM1=2676.2Pa,Qmi=85%,叶片角度Bmi=-1.5°,驱动电动机计算功率NMi=539.9kW。通风困难时期：通风机エ况点参数:QM2=129.8m%,Hm2=2767.1Pa,Qm2=85%,叶片角度Bm2=-1.5°,驱动电动机计算功率NM2=539.92kW。每台通风机由两台YBFe型8极10kV500kW电动机驱动。通过改变通风机叶片角度改变电机转速满足矿井各种通风网路情况下通风的需要。矿井通风容易和困难时期,通风运行工况点参数见图5-l-lo（三）反风方式及消音该通风机通过电动机直接反转反风。能够保证在lOmin内改变巷道内的风流方向,并且反风量不小于正常供风量的40%。风机反风时特性曲线见图5-1-2,风机反风时エ况点如下:容易时期：Q,=80.52m3/s,Hi=963.43Pa,5=75%,叶片安装角度-1.5°；困难时期：Q2=77.88m3/s,H2=996.156Pa,ガ=75%,叶片安装角度-1.5°；反风时电机轴功率：

46容易时期：N=132.17kW困难时期：N=132.17kW通风机风筒及扩散塔内装设消音设施，以降低噪音,保护环境。为保证通风机的安全运行,通风机房控制室设ARM-100型风机在线监测及自动控制装置1套（同时监测2台风机）,该系统将集中控制、自动化运行及在线检测、网络化管理于一体,风机运行中能准确地反应和记录风机运行曲线、风量、风速、轴承和电机定子绕组温度、风压、电流、电压、风门状态、风门振动、制动器状态等参数，并能记录存档和故障报警,确保风机安全可靠运行并通过以太网传送到总调度室。经校验现有通风机及驱动电动机、变频器满足兼并重组后矿井通风需要。在风机值班室内设置有直通矿井调度室的调度电话。三、通风机配电风井场地设10kV配电室,选用KYN28A-12型矿用手车高压真空开关柜向通风机及附属设备配电;两回10kV电源引自矿井35/1OkV变电所10kV母线不同母线段,一回工作,一回备用。高压柜内设10/0.4KV50kVA所用变压器为通风机附属设备及风井场地照明等低压负荷提供电源。二、压缩空气设备变更（一）原初步设计根据压缩机所需的供气量和出口压カ,设计选用3台BLT-350A型螺杆式空气压缩机,其中2台工作,1台备用。每台空气压缩机主要技术参数为:额定排气量43.5m3/min排气压カ0.8MPa功率250kW电压lOkV冷却方式风冷设备质量4100kg（二）变更设计现初设变更为三台GA250-8.5型螺杆式空气压缩机,两台工作,一台备用。每台空气压缩机主要技术参数为:额定排气量43.7m3/min排气压カ0.85MPa功率250kW电压lOkV

47冷却方式风冷设备质量5017kg满足矿井井下风动工具和人员自救用风。第六章地面生产系统第一节生产系统ー、副井生产系统副斜井倾角a=25°,采用单钩串车提升,每钩三辆ー吨矿车,担负矿井肝石、材料、坑木及设备的提升下放任务。井口铺设平车场,装设阻车器、道岔、托绳轮,井筒内装设地滚及常闭式跑车防护装置。矿车下井人工推送。原初步设计在副斜井布置了17套ZDC-3型常闭式跑车防护装置,挡车栏吸收最大动能为3MJ。由于矿方定购了ZDC30-2.2型常闭式跑车防护装置,该跑车防护装置挡车栏在缓冲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4.782MJ0本次初步设计变更对矿方定货设备进行校核。1、设计依据:斜长:674.37m倾角:25°车场:平车场最大件及平板车总重量:16740kg,最大提升速度V=2m/so2、设备选型：L=((E-0.5mV2))/mg(sina-ucosa)(按矿车运行计算)=76.79mLー矿车斜段缓冲长度挡车栏吸收最大动能E=4.872MJ串车运行阻カu=0.015因此,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。

48第七章总平面布置及防洪排涝1、原初设排研场地排砰场地大工业场地东侧约500m处的荒山沟中。2,变更后排研场地排开场地在工业场地东北侧约1000m处的麻家沟。3、原初步设计总平面布置矿井从2006年开始建设,エ业场地内大部分建（构）筑物和设施已竣工。建筑物的总体布局已基本形成。分为主要生产区、辅助生产区、行政福利区。主要生产区在场地西部,区内布置有主斜井、井口房、地面生产系统（包括转载站、带式输送机栈桥及煤仓）、空气加热室及汽车外运场地。辅助生产区布置在场地的中部,场内布置有:材料库、材料棚、主副井口之间人行联廊（包括消防材料库、岩粉库、主斜井空气加热室、副斜井空气加热室、灯房等）、调度中心（浴室及任务交待室等联合建筑）、机修车间、综采设备库、锅炉房、井下水处理站、生产生活用水加压站等;因现有压缩空气站与筛分车间、翻笼房的距离不足30m,应拆除重建,将其移建至变电所南侧。新建黄泥注浆站,在主副井口之间北侧的小支沟内。行政、福利区除灯房浴室（方便生产人员使用）外均布置在辅助生产区的东南部,包括:办公楼、食堂、单身宿舍。此区地形高、朝向好,在进场公路大门处,免受煤尘污染且对外联系方便。整个エ业场地的布置以满足矿井生产为主,兼顾生产人员的上、下班便捷和相互间联络方便，并充分考虑工程水文地质条件、主导风向、环境污染等因素。4、变更后总平面布置变更设计根据建、构筑物性质及使用要求、生产联系紧密程度,并结合场地现有施工进度以及整体美观实用情况。辅助生产区布置在场地中部,场内布置有:材料库、材料棚、副斜井联合建筑（包括消防材料库、岩粉库、副斜井空气加热室）、主斜井空气加热室、综合服务楼（灯房、浴室及任务交待等联合建筑）。去掉内燃机车库,在1#清水池旁新增2#清水池・座。因取土不便,新建黄泥注浆站变更在主斜井西侧90m处,黄泥注浆站管路由主斜井下井。行政、福利区除灯房浴室（方便生产人员使用）外均布置在辅助生产区的东南部,包括:办公楼、职エ餐厅、公寓楼、救护培训中心。工业场地占地面积不变。

49详见エ业场地总平面布置图:C1055G-447-01o

50一、供电电源山西吕梁中阳桃园鑫隆煤业有限公司井田位于中阳县城北约3km处的城关镇庞家会村ー带,行政区划隶属中阳县城关镇管辖。矿井兼并重组后生产规模为0.9Mt/a。-）原设计矿井兼并重组后,全矿最大负荷有功功率为5780kW1设计采用35kV电源线路供电。矿方现有一回电源,引自矿井南1km处城关11OkV站（主变容量40+31.5MVA）,导线为LGJ-185,线路距离为1.5km,作为矿井35kV变电所工作电源。设计鑫隆煤矿35kV变电站另一回35kV电源引自拟建的百草11OkV站（主变容量40+40MVA）,架空导线LGJ-185,线路距离3km,电压损失0.54%；一回35kV电源引自城关110kV站,架空导线LGJ-185,线路距离1.5km,电压损失0.27%。二）本次变更矿井35kV电源及供电线路维持原设计不变,因矿井负荷发生变化，本次变更全矿最大负荷有功功率为9398.6kW,电源线路压降发生变化,其中百草110kV站线路,架空导线LGJ-185,线路距离3km,电压损失0.7%;城关110kV站,架空导线LGJ-185,线路距离1.5km,电压损失0.35%。矿井地理位置接线见图8-1-1。城关110kV变电所35kV-GJI'85ハ-5kl3I百草11OkV变电所110/35/102x40MVA110/35/1040+31.5MVA供电地理位置接线示意图8-1-1。二、电カ负荷一）原设计

51全矿用电设备总台数:229台用电设备总容量:12017kW用电设备工作容量:8608kW全矿最大负荷计算有功功率:6920.5kW全矿最大负荷计算无功功率：6194.4kW自然功率因数:0.75考虑最大负荷重合系数后,计算负荷有功功率:5882.4kW；计算负荷无功功率:5575kvar；计算负荷视在功率:8104.5kVA；自然功率因数：0.73为提高功率因数,拟在35kV变电所10kV系统安装3600kvar无功补偿装置,补偿后35kV变电所10kV母线上最大负荷为：计算负荷有功功率:5882.4kW；计算负荷无功功率:1975kvar；考虑变压器损耗,35kV变电所35kV母线上最大负荷为：计算负荷有功功率:5983.4kW；计算负荷无功功率:2063kvar；计算负荷视在功率:6329.IkVA；补偿后功率因数：0.95按年产量0.9Mt计算,全矿年耗电量2368.5XlO,kWh,吨煤电耗26.32kWh/t。二）本次变更本次变更设备负荷发生变化,且增加选煤厂预留负荷,矿方负荷相应变化,如下:全矿用电设备总台数：230台全矿用电设备工作台数：202台用电设备总容量:14024kW用电设备工作容量:10615kW全矿最大负荷计算有功功率:6945.5kW全矿最大负荷计算无功功率：6235.9kvar自然功率因数:0.74

52增加选煤厂预留负荷,并考虑最大负荷重合系数后,计算负荷有功功率:8963.7kW计算负荷无功功率:7181.5kvar计算负荷视在功率:11485.7kVA自然功率因数:0.78为提高功率因数,拟在35kV变电所10kV系统安装420kvar无功补偿装置,补偿后35kV变电所10kV母线上最大负荷为：计算负荷有功功率:8963.7kW计算负荷无功功率:2981.5kvar考虑变压器损耗,35kV变电所35kV母线上最大负荷为：计算负荷有功功率:9023kW计算负荷无功功率:3082.7kvar计算负荷视在功率:9535.1kVA补偿后功率因数：0.95按年产量0.9Mt计算,全矿年耗电量24559.7XIO,kWh,吨煤电耗27.29kWh/t。矿井电カ负荷统计见表8-2-1,变压器选择见表8-2-2。三、送变电一）地面35kV变电所1、主接线及主要电气设备选型（1）原设计矿方现有两台SZ9-6300/3535/10kV6300kVA变压器,并已采购一台SZ11-12500/3535ハ0kV12500kVA变压器，根据全矿井用电负荷统计计算，可以满足矿井需要。主变压器室外布置。（2）本次变更考虑到简化变电所操作以及变压器的型号保持一致,矿方决定采购两台SFZ11-12500/3535/1OkV12500kVA变压器,根据全矿井用电负荷统计计算,可以满足矿井需要。主变压器室外布置。2、无功补偿(1)原设计矿井35kV变电所设集中无功补偿装置,经计算,10kV无功补偿总容量为3600kvar,每段母线上安装1套MNG-10/1800高压动态无功补偿及谐波治理成套装置,该装置能连

53续、平滑、动态、快速的进行无功功率补偿,节能降耗效果显著。(2)本次变更矿井35kV变电所设集中无功补偿装置,经计算,10kV无功补偿总容量为420kvar,每段母线上安装1套MNG-10/2100高压动态无功补偿及谐波治理成套装置,该装置能连续、平滑、动态、快速的进行无功功率补偿,节能降耗效果显著。二)短路电流计算1、短路电流(1)原设计设计按城关11OkV站110kV母线侧短路容量按无穷大进行计算。短路电流取最大运行方式,即城关站35kV单回路供电,矿井35kV变电所2台主变压器ー备ー用。计算出本站各母线段短路电流如下:基准容量为1000MVA。短路电流计算书详见图8-3-1。短路计算结果见下表。表8-3-135kV变电所短路参数表、、、、^短路参数短路点ヾ、^Z标么值Id短路电流(kA)短路容量(MVA)ish(kA)Ish(kA)35kv变电站35kv母线4.623.38216.68.625.135kV变电站10kv母线10.575.294.613.267.85井下主变电所!Okv母线11.244.8951.312.477.38注:表中ish=2.55IdIsh=1.51Id(2)本次变更因主变压器发生变化,系统阻抗相应改变,现重新计算短路电流：设计按城关11OkV站110kV母线侧短路容量按无穷大进行计算。短路电流取最大运行方式,即城关站35kV单回路供电,矿井35kV变电所2台主变压器ー备ー用。计算出本站各母线段短路电流如下：基准容量为1000MVA。短路电流计算书详见图8-3-2。短路计算结果见下表。表8-3-235kV变电所短路参数表短路参数短路点、、、Z标么值Id短路电流（kA）短路容量（MVA）ish(kA)Ish(kA)35kv变电站35kv母线4.623.38216.68.625.135kV变电站lOkv母线7.827.0142.817.8510.57井下主变电所!Okv母线8.56.5118.216.69.8注:表中ish=2.55IdIsh=1.51IdKGN-40.5型固定式金属封闭高压开关柜的电气参数:额定电压35kV,断路器ZN-40.5/630A25kA

54额定电流630A,额定短路开断电流25kA,额定热稳定时间4s,额定短路关合电流（峰值）63kA0所选用的35kV高压开关柜为功能完备的加强绝缘型产品,其空气绝缘净距离ユ360mm,满足《山西省电カ公司十八项电网重大反事故措施实施细则（试行）》的相关规定。XGN2-12型固定式金属封闭高压开关柜的电气参数：额定电压10kV,断路器ZN-12/630-2525kA额定电流630A,额定短路开断电流25kA,额定热稳定时间4s,额定短路关合电流（峰值）63kAo所选用的10kV高压开关柜为功能完备的加强绝缘型产品,其空气绝缘净距离ユ125mm,满足《山西省电カ公司十八项电网重大反事故措施实施细则（试行）》的相关规定。PJG47-10丫型矿用隔爆高压配电装置的电气参数：额定电压10kV,额定短路开断电流12.5kA,额定短路持续时间2s,额定短路关合电流（峰值）31.5kA,经校验,矿井主要电气设备均满足动稳定和热稳定的要求。矿井工业场地10kV铜芯电缆（无中间接头）最小截面不小于50mm）!0kV电流互感器允许使用的最小变比:50/5〇四、地面供配电维持原设计不变。五、井下供配电-）井下负荷（-）原设计井下负荷用电设备总台数:109台;用电设备工作台数:106台;用电设备总容量:6774kW；用电设备工作容量:5174kW；最大负荷有功功率:4536.6kW；最大负荷无功功率:4309.9kvar；最大负荷视在容量：6257.4kVA；功率因数：0.72（二）本次变更井下设备功率发生变化,井下计算负荷相应调整,如下:用电设备总台数:110台;

55用电设备工作台数：106台:用电设备总容量:8781kW；用电设备工作容量:7181kW；最大负荷有功功率：4561.6kW最大负荷无功功率:4351.3kvar；最大负荷视在容量:6304.1kVA；功率因数:0.72因井下负荷增大至4561.6kW,现对下井电缆进行校核：Yp井下总负荷计算电流：1=7=4刈.。=366A,用阻燃交联电カ电缆yJ3UNcos073x10x0.72MYJV22-8.7/103X185mm2,长度2X850m,线路压降1.13%,满足要求。当任一回电源电缆故障时,另一回能满足井下全部负荷用电。二）井下变电所接线系统及设备选型维持原设计三）井下高、低配电系统综采工作面、掘进工作面采用矿用隔爆移动变电站供电。1、4001综采工作面（1）原设计回采工作面设矿用隔爆干式变压器KBSGZY-630、10/1.2kV、630kVA1台,给工作面采煤机、刮板输送机及乳化液泵站供电。另设KBSGZY-400、10/0.69kV、400kVA1台,供胶带顺槽及轨道顺槽低压负荷用电,以上2台移变共用1回10kV线路,引自井下采区变电所。综采工作面配电装置采用智能化真空馈电开关、智能化多回路真空电磁启动器等供配电设备;照明及手持式电气设备供电电压为127Vo（2）本次变更因设备功率调整,负荷发生变化,本次变更将回采工作面移变调整为,KBSGZY-1000.10/1.2kV>WOOkVA,给工作面采煤机、刮板输送机、乳化液泵、喷雾泵站等供电,胶带顺槽大巷移变调整为KBSGZY-200.10/0.69kV>200kVA,给探水钻机、探水泵、回柱绞车、小水泵等供电。各变压器所带负荷详见供电系统图,变压器负荷率详见变压器选择表。2、4号煤顺槽掘进工作面

56维持原设计不变。3、4号煤大巷掘进工作面维持原设计不变。4、4号煤掘进工作面局部通风机供电维持原设计不变。5、10号煤西集中胶带下山大巷配电点（1）原设计该配电点设移变KBSGZY-1000、10/1.2kV、1000kVA1台,10kV电源引自井下主变电所,胶带输送机采用1140V电压,由川-BPJ-1140型高压变频器控制胶带输送机。（2）本次变更因矿方已采购设备,该胶带输送机采用高压直接软启动,不需配备变压器,本次变更取消移变KBSGZY-1000、10ハ.2kV、1000kVA（1台）。6>10401综采工作面（1）原设计回采工作面设矿用隔爆干式变压器KBSGZY-800、10ハ.2kV、800kVA1台,给工作面采煤机、刮板输送机及乳化液泵站供电。另设KBSGZY-500、10/0.69kV、500kVA1台,供胶带顺槽及轨道顺槽低压负荷用电,以上2台移变共用1回10kV线路,引自井下主变电所。（2）本次变更因设备功率调整,负荷发生变化,本次变更将回采工作面移变增加为调整为3台,分别为胶带顺槽ロー台（KBSGZY-500、10/0.69kV、500kVA）,回采工作面2台（KBSGZY-1000、10/1.2kV,WOOkVA,KBSGZY800,10/1,2kV.800kVA）,各变压器所带负荷详见供电系统图,变压器负荷率详见变压器选择表。7、10号煤顺槽掘进工作面（1）原设计顺槽掘进工作面设矿用隔爆干式变压器1台,KBSGZY-500、10/0.69W、500kVA1台,担负掘进工作面全部电气设备供电。掘进工作面配电装置采用智能化真空馈电开关、智能化真空电磁启动器等供配电设备;照明及手持式电气设备供电电压为127V。（2）本次变更因设备功率调整,负荷发生变化,本次变更将顺槽掘进工作面移变KBSGZY-500、10/0.69kV,

57500kVA（1台）调整为KBSGZY-630、10/0.69M630kVA（1台）。8、10号煤大巷掘进工作面维持原设计不变。9、10号煤掘进工作面局部通风机供电维持原设计不变。10、6号煤北集中胶带大巷配电点维持原设计不变。11、10号煤北集中胶带大巷配电点维持原设计不变。12、6号、10号煤西轨道下山运输配电点维持原设计不变。四）电カ电缆选择维持原设计不变。五）井下保护接地及照明维持原设计不变。

58第九章地面建筑ー、エ业建筑物及构筑物在建筑物及构筑物特征表9-1-1中取消内燃机库,增加2号清水池一座V=300m3,D=l1.10m,H=3.5m,钢筋碎水池一座。变更原因:优化设计。二、行政、公共建筑1：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;变更原因:优化设计。2：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。变更原因:为更好的改善职エ就餐条件,提供较为舒适的就餐场所;3: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。变更原因:为更好的改善职工住宿条件提供良好的居住环境；行政公共建筑面积表,见表9-2-1,行政公共建筑特征表,见表9-2-2。

59第十章给水排水与采暖ー、给排水部分井下消防洒水变更原因:采区布置局部调整变化,井下消防洒水管路布置相应变动。变更后井下消防洒水管管路敷设位置发生变化,敷设原则不变。二、采暖通风部分锅炉变更原因: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。变更前锅炉房内设二台WNS6-1.25-AIII型煤粉蒸汽锅炉,锅炉燃料为无烟煤;夏季运行一台,供食堂浴室用热;冬季二台锅炉同时运行,供全矿井建筑物采暖、食堂浴室用热及井筒防冻。软水由全自动水处理器制备;锅炉给水除氧采用热カ式除氧器;采暖用热水由SLZQIII-N-2.1-S型高效智能汽一水换热机组提供;鼓引风机由锅炉配套;除尘器使用MD6-Y型布袋除尘器二台；脱硫选用石灰石一石膏湿法脱硫装置ニ套；除尘效率为95〜97%,脱硫效率75%;锅炉房烟囱高度为40米,上口直径为1.0米。变更后锅炉房内设一台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,锅炉燃料为本矿原煤；夏季运行一台DZL4-1.25-A型蒸汽锅炉，供食堂浴室用热；冬季三台锅炉同时运行，供全矿井建筑物采暖、食堂浴室用热及井筒防冻。软水由ZDF-4型全自动软水器制备；锅炉给水除氧采用热カ式除氧器；鼓引风机由锅炉配套；除尘选用STC型除尘器，除尘效率为95〜97%,脱硫效率75%；锅炉房烟囱高度为40米，上口直径为1.0米。

60第十一章技术经济一、固定资产投资对照表本次概算调整主要原因如下:1.采矿等相关专业都进行了变更。2.本次概算:井巷、土建工程费率和工程建设其他费用执行中煤协字［2011］第72号文;投资对照表顺序单位工程或环节名称原设计投资本次变更设计投资一229.12229.12二井筒1735.492090.18三井底车场挂道及兩室1337.561448.51四主要运输道及回风道8360.818370.10五采区10543.5211476.32ヽーハ提升系统63.201052.20七排水系统782.36783.58八通风系统68.36307.07九压风系统33.25255.93!■地面生产系统2346.182795.72十ー安全技术及监控系统1272.981348.04十二通讯调度和计算中心326.31409.04|--■供电系统2984.933108.30十四地面运输22.5022.50十五室外给排水及供热961.551173.16十六辅助丿,房及仓库578.20578.20十七行政福利设施901.861069.70十八场地设施1202.691223.04十九居住区850.301026.89二十环境保护及"三废"处理257.73257.73ニー其他基本建设费用9396.6110653.91计44255.5149679.23其中:现有工程3625.032217.41廿二基本预备费（7%）3097.893322.33小计47353.3950784.15廿三建设期贷款利息1156.231156.23项目建设总造价48509.6251940.38廿四铺底流动资金995.65995.65建设项目总资金49505.2752936.03合计（全部）53130.3055153.44

61变更前总概算表顺序单位工程或环节名称概算价值（万元）吨煤投资（元）占总投资比例（%）井巷工程上建工程设备及エ器具购置安装工程工程建设其他费用合计—准备工程97.4023.42108.30229.122.550.47二井筒1,735.491,735.4919.283.58井底车场巷道及洞室1,337.561,337.5614.862.76四主要运输道及回风道7,114.48922.11324.228,360.8192.9017.24五采区3,188.846,948.84405.8410,543.52117.1521.73六提升系统48.2015.000.0063.200.700.13七排水系统271.94192.97317.45782.368.691.61ハ通风系统68.3668.360.760.14九压风系统33.2533.250.370.07十地面生产系统2,098.66170.2977.232,346.1826.074.84十.安全技术及监控系统728.21544.771,272.9814.142.62十二通讯调度和计算中心167.11159.20326.313.630.67十三供电系统55.17248.171,377.541,304.062,984.9333.176.15十四地面运输22.5022.500.250.05十五室外给排水及供热660.7072.42228.42961.5510.681.98十六辅助厂房及仓库424.69142.3111.20578.206.421.19十七行政福利设施891.389.411.07901.8610.021.86十八场地设施1,202.691,202.6913.362.48十九居住区850.30850.309.451.75二十环境保护及"三废"处理78.85148.9329.95257.732.860.53ニー其他基本建设费用9,396.619,396.61104.4119.37汗13,703.486,725.1510,918.563,511.719,396.6144,255.51491.7391.23廿二基本预备费（7%）959.24470.76764.30245.82657.763,097.8934.426.39小计14,662.727,195.9111,682.863,757.5310,054.3847,353.39526.1597.62廿三建设期贷款利息1,156.231,156.2312.852.38项目建设总造价14,662.727,195.9111,682.863,757.5311,210.6148,509.62539.00100.00吨煤投资（元）162.9279.95129.8141.75124.56539.00占总投资比重蘭）30.2314.8324.087.7523.11100.00廿四铺底流动资金995.65995.65建设项ロ总资金（新增）14,662.727,195.9111,682.863,757.5312,206.2649,505.27550.06廿五现有工程投资290.271,407.62669.841,257.303,625.03建设项ロ总资金（全部）14,952.997,195.9113,090.484,427.3713,463.5653,130.30590.34

62变更后总概算表顺序单位工程或环节名称概算价值（万元）吨煤投资（元）占总投资比例（%）井巷匚程土建工程设备及エ器具购置安装工程工程建设其他费用合计一准备工程97.4023.42108.30229.122.550.44二井筒2025.7664.422090.1823.224.02三井底车场巷道及闹室1448.511448.5116.092.79四主:要运输道及回风道7077.291047.91244.908370.1093.0016.11五采区3291.917729.31455.0911476.32127.5122.10六提升系统48.20673.14330.871052.2011.692.03七排水系统271.94194.19317.45783.588.711.51ハ通风系统68.36219.5819.13307.073.410.59九压风系统33.2593.08129.60255.932.840.49十地面生产系统2098.66549.12147.952795.7231.065.38十ー安全技术及监控系统775.06572.991348.0414.982.60十二通讯调度和计算中心231.76177.28409.044.540.79十三供电系统55.17248.171444.631360.343108.3034.545.98十四地面运输22.5022.500.250.04十五室外给排水及供热660.70211.73300.731173.1613.042.26十六辅助厂房及仓库424.69142.3111.20578.206.421.11十七行政福利设施1059.229.411.071069.7011.892.06十八场地设施1223.041223.0413.592.35卜九居住区1026.891026.8911.411.98二十环境保护及"三废"处理78.85148.9329.95257.732.860.50ーー其他基本建设费用10653.9110653.91118.3820.51计14170.587089.9313493.554271.2610653.9149679.23551.9995.65其中:现有工程290.270.00669.841257.302217.4124.64新建工程13880.317089.9313493.553601.429396.6147461.82527.35廿二基本预备费（7%）971.62496.29944.55252.10657.763322.3336.916.40小计14851.937586.2214438.103853.5210054.3850784.15564.2797.77廿三建设期贷款利息1156.231156.2312.852.23项目建设总造价14851.937586.2214438.103853.5211210.6151940.38577.12100.00吨煤投资（元）165.0284.29160.4242.82124.56577.12占总投资比重册）28.5914.6127.807.4221.58100.00け四铺底流动资金995.65995.65建设项ロ总资金14851.937586.2214438.103853.5212206.2652936.03588.18建设项冃总资金（全部）15142.207586.2214438.104523.3613463.5655153.44612.82

63二、概算编制依据L设备、材料预算价格及有关费用设备价格采用询价、《2012年机电产品报价手册》,和《煤炭工业常用设备价格汇编》（九九版），材料预算价格采用《山西工程建设标准定额信息》2012年第6期,不足部分采用《煤炭エ业安装工程定额外材料预算价格》（九九版）概算综合调整系数参煤炭工业邯郸工程造价管理站煤邯价字［2010］10I号对建安工程概算综合调整系数的批复调整。2.费用标准:井巷工程、土建工程执行中煤协字［2011］第72号文。见“费率计算表（一）”。设备安装工程执行煤规字（2000）第48号文。见“费率计算表（二）”。3.基本预备费执行中煤建协字【2007】第90号文的规定，按7%计取。三、投资分析根据以上编制依据，计算出建设项目总资金为55153.44万元,吨煤投资为612.82元。其中:新增井巷工程投资13880.31万元;新增土建工程投资7089.93万元;新增设备及エ器具购置投资为13493.55万元;新增安装工程投资为3601.42万元;新增エ程建设其它费用投资为9396.61万元（含资源价款5321.09万元）;基本预备费投资为3322.33万元；建设期间投资贷款利息为1156.23万元；铺底流动资金为995.65万元,现有工程投资为2217.41万元。详见矿井总概算表。

64刖B1第一章井田开拓与开采9第二章大巷运输及设备10第三章采区布置及装备29第四章通风与安全34第五章提升、通风、排水设备和压缩空气设备47第六章总平面布置及防洪排涝51第七章电气54第八章给水排水与采暖64第九章技术经济65附录:ー、设计委托书:二、建设单位承诺书;三、设计单位承诺书;四、山西吕梁中阳桃园鑫隆煤业有限公司采矿许可证（证号:C1400002009121220048049）；五、企业（企业集团）名称变更核准通知书（晋）名称变核内［2009］第001289号;六、山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室颁发的晋煤重组办发（2009）45号文《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》;七、山西煤炭工程项目咨询评审中心发晋煤资评地字（2010）718号关于《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》联合会审意见书;ハ、山西省煤炭工业厅晋煤规发［2010］1841号“关于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的批复”；九、晋国土资函［2010］651号关于山西吕梁中阳桃园鑫隆煤业有限公司申请增加5#煤层有关问题的函;十、吕梁市安全生产监督管理局文件吕安监煤字［2005］777号“关于对中阳县张子山乡煤矿等31对矿井210kt/a以下矿井2005年度瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定的批复”;十一、吕梁市安全生产监督管理局文件吕安监煤字［2006］279号“关于对中阳县天井沟煤矿等23对矿井2006年度瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定的批复”；十二、吕梁市安全生产监督管理局文件吕煤安字［2008］571号“关于对中阳县常顺煤业等16对矿井

652006年度瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定的批复”；十三、山西省煤炭工业厅晋煤瓦发［2010］470号关于吕梁市2009年度300kt/a及以上煤矿矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复;十四、吕梁市煤炭工业局吕煤安字［2010］334号关于转发《关于吕梁市2009年度300kt/a及以上煤矿矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复》的通知;十五、根据2011年1月山西省煤炭工业局综合测试中心编制的《山西吕梁中阳桃园鑫隆煤业有限公司矿井瓦斯涌出量预测》报告,及中阳县煤炭工业局文件中煤通字［2011147号关于上报《山西中阳桃园鑫隆煤业有限公司矿井瓦斯涌出量预测报告》的报告。十六、山西省煤炭工业局综合测试中心晋煤［2009］0603-MB-J0155号离柳集团朱家店第二坑口4号煤层煤尘爆炸性鉴定;十七、山西省煤炭工业局综合测试中心晋煤［2010］0604-MB-J12074号山西中阳沈家齐煤业有限公司5上号煤层煤尘爆炸性鉴定；十八、山西省煤炭工业局综合测试中心晋煤［2010］0603-MB-J2698号山西吕梁中阳桃园鑫隆煤业有限公司6号煤层煤尘爆炸性鉴定；十九、山西省煤炭工业局综合测试中心晋煤［2010］0603-MB-J0154号山西吕梁中阳桃园鑫隆煤业有限公司10号煤层煤尘爆炸性鉴定；二十、山西省煤炭工业局综合测试中心晋煤［2009］0603-MR-J0155号离柳集团朱家店第二坑口4号煤层自燃倾向性鉴定；二H■一、山西省煤炭工业局综合测试中心晋煤［2010］0604-MR-J12074号山西中阳沈家齐煤业有限公司5ー上号煤层自燃倾向性鉴定；二十二、山西省煤炭工业局综合测试中心晋煤［2010］0603-MR-J0154号山西吕梁中阳桃园鑫隆煤业有限公司10号煤层自燃倾向性鉴定;二十三、《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》采（古）空区积水、积气及火区调查报告；二十四、救护协议书;二十五、供电协议;二十六、供水协议。二十七、山西省煤炭工业厅晋煤办基发【2011】859号《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项目初步设计的批复》；二十八、山西煤矿安全监察局晋煤监安二字［2011］348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项目安全设施设计审查的批复”；二十九、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”；三十、山西省环境保护厅晋环函［2012］1241号关于《山西吕梁中阳桃园鑫隆煤业有限公司90万t/a

66矿井兼并重组整合项目变更环境影响报告》的批复。附件:概算表。