初设变更说明书(修改后)(DOC)

前 言

一、项目由来、矿井生产建设、设计过程及本次设计变更的主要原因 （一）项目由来、矿井生产建设设计过程

根据山西省政府关于“资源整合、联合改造、淘汰落后、优化结构”的煤炭政策，山

西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组以晋煤重组办发[2009]79号文“关于太原市古交市煤矿企业兼并重组整合方案（部分）的批复”，批准由原山西中能燕泰福巨源煤业有限公司、原古交市加乐泉清卷里煤矿、原古交市建窑联办煤矿及部分新增区进行整合，重组后煤矿企业预核准名称为大同煤矿集团太原福巨源煤业有限公司，重组整合主体企业为大同煤矿集团有限责任公司。后依据山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室文件《关于山西华润煤业有限公司新桃园煤矿等10处煤矿企业兼并重组整合方案（调整）的批复》（晋煤重组办发【2010】43号），重组整合主体企业由大同煤矿集团有限责任公司变更为华润电力控股有限公司，矿山企业名称由大同煤矿集团太原福巨源煤业有限公司变更为山西华润煤业有限公司福巨源煤矿。

重组整合主体企业为华润电力控股有限公司。

根据山西省国土资源厅2014年10月17日下发的《采矿许可证》（证号为：C1400002009121220047766），批准开采2～9号煤层，井田面积面积2.2894km2，批准生产能力为0.6Mt/a。

山西地宝能源有限公司2011年3月编制完成的《山西华润煤业有限公司福巨源煤矿兼并重组整合矿井地质报告》，及2011年5月太原市煤炭工业局以并煤规发 【2011】192号文对该报告的批复文件。

我公司2011年6月编制完成了《山西华润煤业有限公司福巨源煤矿兼并重组整合项目初步设计》，并于2011年6月28日以并煤规发【2011】231号文件予以批复。在此基础上，我公司于2011年6月编制完成了《山西华润煤业有限公司福巨源煤矿兼并重组整合项目初步设计安全专篇》。2011年4月18日，山西煤矿安全监察局太原监察分局以并煤监字［2011］93号文对初步设计安全专篇进行了批复。2011年8月，太原市煤炭工业局以并煤基发［2011］298号文对矿井开工建设进行了批复。

取得开工报告后施工已完工程有：

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主斜井刷扩424.5m、副斜井刷扩284m、回风斜井刷扩257.35m、井底车场75m、集中轨道大巷405m、集中胶带大巷255m、集中回风大巷44m、回风大巷1075m、胶带大巷464m、轨道大巷476m、进风顺槽271m、回风顺槽247m、主排水泵房、水仓、主变电所、急救硐室、管子道、消防材料库、永久避难硐室、采区水仓。

（二）本次变更的主要原因

1、依据批复的地质报告：原设计主井、集中胶带大巷北侧区域属于采空区，并发现一陷落柱（直径约100m左右）。建设单位在施工期间，通过物探和收集资料确定该采空区实属为实体煤，且围岩较好，未见陷落柱。详见附件《山西华润煤业有限公司晋华煤总字【2014】080号文件》。

因此，为了节约初期投资，尽早投产的原则，特将原设计南北向三条开拓大巷向西平移325m左右，缩短了集中胶带大巷、集中轨道巷道和集中回风巷。

2、由于地质条件变化，首采面位置发生变化，设计需进行调整，结合施工图，优化设计。

3、地面建筑优化调整。

4、建设单位各系统设施设备订货资料与原设计不一致，需调整设备参数。 二、主要变更内容

1、由于地质条件的变化，南北向三条开拓大巷向西平移325m左右。 2、部分设备的变更。 3、取消井底煤仓。

4、根据变更后的系统布置，矿井通风、排水、供电、井下主辅运输、采掘设备配备以及概算等系统进行相应调整，具体详见各章节。

三、山西华润煤业有限公司晋华煤总字【2014】080号文《山西华润煤业有限公司福巨源煤矿对X1陷落柱及9号煤层采空区的调查说明》结论如下：

1、原地质报告中的陷落柱地表是表土层，在一沟谷，未见到塌陷的陷落柱。 2、根据《福巨源煤矿瞬变电磁法及同位素测氡法地面物探报告》，该区无陷落柱。 3、2013年福巨源煤矿在原8号煤层巷道内（陷落柱附近）进行地质调查，煤层顶底板完整，未发现陷落柱。

4、福巨源矿于2014年8月再轨道大巷、胶带大巷（该陷落柱前方80m处）进行了物探，未发现高阻异常区，随后进行钻探验证未发现陷落柱。

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四、存在的主要问题与建议

根据设计阶段及矿井建设实际施工现状，初步设计变更存在以下问题与建议： 地质报告对井田内采空区现状的调查，叙述资料欠缺，有待进一步补查。建议在开采之前，对采空区进行调查研究，彻底查清采空区积水、积气情况，将采空区积水预先排放完毕，严禁顶水作业。

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第一章 井田开拓与开采

第一节 井田开拓

一、井田开拓方式的变更

由于实际探测地质条件发生变化，且为了尽早投产，特对井田开拓进行调整优化。 主要地质条件变化的有：1、未发现陷落柱；2、F1断层向北平移了112m左右。 工业场地的选址、井口数目和位置维持原设计。 （一）变更原因

依据批复的地质报告：原设计主井、集中胶带大巷北侧区域属于采空区，并发现一陷落柱（直径约100m左右）。建设单位在施工期间，通过巷探和收集资料确定该采空区实属为废弃巷道范围，且围岩较好，未见陷落柱。因此，为了节约初期投资，尽早投产的原则，特将原设计南北向三条开拓大巷向西平移325m左右，缩短了集中胶带大巷、集中轨道巷道和集中回风巷。

原设计首采工作面位于9号煤层采区巷道西侧，紧切着F1断层。由于实际探测的F1断层向北平移了112m，为了合理分配工作面位置，本次变更将首采面向下平移131.5m，布置方式位置原设计。

（二）井田开拓布置的变更

原设计：斜井开拓，利用原清卷里场地及主、副斜井，主斜井利用现有改造刷大延深至9号煤层下部岩层中，副斜井刷大改造；利用原山西中能燕泰福巨源煤业有限公司的主斜井改造为回风斜井。

主斜井（刷大）：利用原清卷里场地内的主斜井继续以18°向下延深，净宽刷大为5.0m，净断面16.82m2，斜长521.23m（已有490m），井筒装备带宽800mm胶带输送机担负矿井煤炭提升任务及人员升降任务（采用架空乘人器），兼做进风井及安全出口，并设有可摘式隔离防护网，落底于9号煤层下部岩层中，上距9号煤层底板38m。。掘进500.3m后，垂直向上打一井底煤仓，垂深30m，煤仓上口位于9号煤层，下口与主斜井相通；从煤仓上口向东掘进至井田边界，做为集中胶带大巷，随后正北布置采区胶带大巷至井田北边界F2断层保安煤柱处，正南北贯通整个井田，担负井下煤炭运输任务。

副斜井（刷大）：利用原清卷里场地内的副斜井作为兼并重组后的副斜井，净宽刷

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大为3.6m，净高3.40m，净断面10.84m2，倾角21°，斜长243.47m，井筒内铺设单轨，单钩串车提升，担负辅助提升任务，兼做进风井及安全出口。落底于9号煤层+1103.320m标高处，落底后布置高低道双轨井底车场，向东布置一条集中轨道大巷至井田东南边界，随后正北掘进至井田北边界，作为采区轨道大巷，平行于采区胶带大巷。

回风斜井（刷大）：利用原山西中能燕泰福巨源煤业有限公司的主斜井改造为回风斜井，延深至9号煤层，原主斜井为梯形断面，上宽2.6m，下宽2.8m，净高2.0m，净断面5.6m2，改造为半圆拱断面，净宽3.6m，净断面10.84m2，倾角14°，总斜长374.01m，其中刷大段为263m，延深段为111.01m，担负全矿井回风任务，兼安全出口。落底9号煤层后，正东向布置集中回风大巷至井田中部，长约252.64m，随后南北向布置采区回风大巷，平行于采区胶带大巷、采区轨道大巷。

采区胶带、轨道、回风大巷相互平行，间距30m，贯通整个井田9号煤层南北区域，并通过集中巷与主、副、风井相同，形成完整的开拓、运输、通风等系统。

井下煤炭运输采用胶带输送机方式，辅助运输采用无极绳连续牵引车和调度绞车牵引1.0t系列矿车运输方式。

矿井采用中央分列式通风，通风方法为机械抽出式。

根据矿井资源储量、井下大巷布置的特点及井田边界的特点，全井田9号煤层为一个采区，不进行划分。落底于9号煤层，水平标高为+1103.320m。

设计变更：本次变更开拓布置基本维持原设计，取消井底煤仓，集中胶带大巷直接与主斜井搭接，将原设计南北向三条开拓大巷（胶带、轨道、回风大巷）向西平移325m左右，集中胶带大巷长度由原设计的450m调整为255m，集中轨道巷道由原设计的700m调整为405m，集中回风巷由原设计的253m调整为44m，初期大巷总掘进进尺缩短约662m。

采区划分变更：从F1断层至6号拐点为界，将整个井田划分为一、二两个采区。即，F1断层南侧为一采区，北侧为二采区。原设计9号煤层为一个采区，未进行划分。

变更前后井田开拓方式详见插图1-1-1、1-1-2。

第二节 井 筒

一、井筒数目、用途及装备

矿井采用斜井开拓方式，布置主斜井、副斜井、回风斜井三个井筒。

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（一）原设计井筒特征：

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主斜井（刷大）：利用原清卷里场地内的主斜井，净宽刷大为5.0m，净断面16.82m2，斜长521.23m（已有490m），井筒装备带宽800mm胶带输送机担负矿井煤炭提升任务及人员升降任务（采用架空乘人器），兼做进风井及安全出口，设台阶及扶手，并设有可摘式隔离防护网，落底于9号煤层下部岩层中，上距9号煤层底板38m。

副斜井（刷大）：利用原清卷里场地内的副斜井作为兼并重组后的副斜井，净宽刷大为3.6m，净高3.40m，净断面10.84m2，倾角21°，斜长243.47m，井筒内铺设单轨，单钩串车提升，担负辅助提升任务，兼做进风井及安全出口，设台阶及扶手，落底于9号煤层底板。

回风斜井（刷大）：利用原山西中能燕泰福巨源煤业有限公司的主斜井改造为回风斜井，净宽刷大为3.6m，净断面10.84m2，倾角14°，总斜长374.01m，担负全矿井回风任务，兼安全出口，设台阶及扶手，落底于9号煤层底板。

（二）本次变更后井筒特征： 变更理由：

1、取消井底煤仓后，主斜井提前落底。

2、副斜井实际施工坡度由原设计21°调整为21°10'，落底位置发生变化，实际揭露的9号煤层标高发生变化。

3、回风斜井坡度发生变化，落底位置及标高发生变化。

主斜井（刷大）：倾角、断面、装备、布置形式及功能维持原设计。落底标高由原设计的9号煤层下部岩层中调整为：落底于9号煤层，落底标高由原设计的+1039.73m调整为+1075.12m，斜长521.23m 调整为424.5m。

副斜井（刷大）：断面、装备、布置形式及功能维持原设计。倾角由原设计的21°调整为21°10'，落底于9号煤层，落底标高+1103.320m调整为+1087.62m，斜长243.47m调整为284m。

回风斜井（刷大）：断面、装备、布置形式及功能维持原设计。倾角由原设计的14°调整为18°。落底于9号煤层，落底标高+1142.700m调整为+1154.05m，斜长374.01m调整为257.35m。

变更后井筒特征详见表1-2-1。

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表3-4-1 变 更 前 井 筒 特 征 表

序号 井筒特征 井口座标 (m) 80系纬距(X) 80系经距(Y) 主斜井 4210282.820 19597455.930 +1200.8（设计标高） 267°10'39\" 18 +1039.730 521.23 5.0 钢筋混凝土碹 锚喷 500 150 半圆拱 16.82 24.86 19.37 B=800mm胶带输送机 刷大 井 筒 名 称 副斜井 4210258.440 19597335.540 回风斜井 4211423.97 19597805.75 1 2 3 4 5 6 7 井口标高 (m) 方位角 (度) 井筒倾角 (度) 落底水平标高(m) 井筒斜长或垂深(m) 井筒净宽或净经(m) 支护 形式 表土段 基 岩 +1191.200（设计标高）+1233.200 （设计标高） 279°53'29\" 21 +1103.320 243.47 3.6 钢筋混凝土碹 锚喷 500 120 半圆拱 10.84 17.02 12.68 铺设30kg/m钢轨， 轨距600mm 刷大 284°24'28\" 14 +1142.700 374.01 3.6 钢筋混凝土碹 锚喷 500 120 半圆拱 10.84 6.33 12.68 行人台阶 刷大 8 井筒 支护 支护厚度表土段 (mm) 基 岩 断面形状 9 断面 积 (m2) 净 掘进 井筒装备 备 注 表土段 基 岩 10 11 表3-4-1 变 更 后 井 筒 特 征 表

序号 井筒特征 井口座标 80系纬距(X) (m) 80系经距(Y) 井口标高 (m) 方位角 (度) 井筒倾角 (度) 落底水平标高(m) 井筒斜长或垂深(m) 井筒净宽或净经(m) 井筒 支护 支护 形式 表土段 基 岩 主斜井 4210282.768 19597436.192 +1206.3 （实测标高） 269°58'22\" 18 井 筒 名 称 副斜井 4210259.643 19597331.036 +1190.17 （实测标高） 281°35'55\" 21°10'00\" +1087.62 回风斜井 4211426.591 19597794.753 +1233.58 （实测标高） 284°8'15\" 18 +1154.05 1 2 3 4 5 6 7 +1075.12 424.5 5.0 钢筋混凝土碹 锚网喷、锚索 500 284 3.6 钢筋混凝土碹 锚喷 500 257.35 3.6 钢筋混凝土碹 锚喷 500 8 支护厚度表土段

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表3-4-1 变 更 后 井 筒 特 征 表

序号 井筒特征 (mm) 基 岩 主斜井 150 半圆拱 16.82 24.86 19.37 B=800mm胶带输送机 刷大 井 筒 名 称 副斜井 120 半圆拱 10.84 17.02 12.68 铺设30kg/m钢轨， 轨距600mm 刷大 回风斜井 120 半圆拱 10.84 6.33 12.68 行人台阶 刷大 断面形状 9 断面 积 (m2) 净 掘进 表土段 基 岩 10 11 井筒装备 备 注 第三节 硐 室

一、硐室变更

1、井底煤仓：取消煤仓，集中胶带大巷与主斜井采用胶带直接搭接方式完成运输。 2、取消通风行人巷、清理撒煤斜巷。

3、主变电所、主水泵房、井底水仓、管子道、消防材料库、信号硐室依据施工图进行调整。

4、取消原设计的采区泵房及水仓。利用主井井底附近的现有水仓作为采区水仓，即，主井井底与集中轨道大巷之间的联络巷，并装备三台潜水泵进行排水。

水仓净断面10.5m2，长度25m，容积为262.5m3。 按储存8小时正常涌水量计算，水仓容量需：Q=Q正常×8=208160m3＜262.5 m3。 可满足容纳8h矿井正常涌水量。符合安全规程要求。

5、新增采区变电所。在一采区胶带大巷和回风大巷中间布置一条联络巷作为采区变电所。

6、避难硐室：原设计在集中胶带大巷布置一个永久避灾硐室，两条通路均联接于集中胶带大巷；在首采工作面进、回风顺槽内布置一个临时避灾硐室。

本次设计调整为：在集中胶带大巷和集中轨道大巷中间布置一条联络巷作为永久避灾硐室，两条通路分别联接集中胶带大巷和集中轨道大巷；在首采工作面进、回风顺槽内各布置一个移动救生舱，型号为MLE120061。

永久避难硐室由过渡室和生存室组成。避难硐室过渡室及生存室均采用矩形断面，过渡室硐室净宽4.0m、净高3.2m，净断面12.8m2，掘进断面18.52m2，生存室硐室净宽4.0m、净高3.2m，净断面12.8m2，掘进断面15.3m2。采用锚网喷+锚索支护，喷射厚度150mm。硐室底板采用C20混凝土铺底，厚度200mm。施工时确保硐室底板标高高于

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两侧连接巷道底板最高处200mm。

二、硐室工程量

变更后硐室工程量详见下表1-3-1。

表1-3-1 变更后硐室工程量表

序 号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 巷道及硐室名称 主变电所 主变电所通路 主排水泵房 主排水泵房通路 主、副水仓 管子道 信号硐室 消防材料库 采区变电所 采区水仓 无极绳绞车硐室 永久避灾硐室 合 计 围岩 类别 煤 煤 煤 煤 岩 岩 煤 煤 煤 岩 煤 多半煤 倾角 （°） 0 0 0 0 13 0 0 0 0-1 支护形式 锚网喷、锚索 锚网喷、锚索 锚网喷、锚索 锚网喷、锚索 混凝土砌碹 锚喷 锚网喷 锚网喷 锚喷、锚索 混凝土砌碹 锚喷、锚索 锚喷、锚索 巷道 度(m) 50 35 31 13 180 50 35 61 36 64 断面积(m2) 净 5.9 11.2 掘进 7.07 12.89 掘进体积(m3) 掘进 750 357 515.22 112.32 1499 353.5 75 451.15 670 534.4 495 990 备注

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第二章 大巷运输及设备

一、大巷煤炭运输设备

原初步设计中矿井大巷铺设2条带式输送机，分别为采区胶带大巷带式输送机和集中胶带大巷带式输送机，两条带式输送机搭接将井下原煤运输至井底煤仓。各带式输送机技术参数见表2-1-1。

表2-1-1 带式输送机技术参数表

采区胶带大巷带带宽：B=800mm ；运输量：Q=400t/h；带速：V=2.5m/s ； 长度：L=1450m 式输送机 提升高度： H＝-120m；倾角α=-4º～-12º；电动机 ：YB2-315M2-4,N=132kW ，1台，防爆； 减速器 ：ZSY400-25型， 1台；制动器： KPZ-1000/2×160型盘式制动器，1台，防爆；胶带 ：钢丝绳芯阻燃带，带强630N/mm，符合MT914-2008标准要求；液压拉紧装置：ZY-400型，N＝5.5kW，一台；配备带式输送机保护装置一套。 集中胶带大巷带带宽：B=800mm ；运输量：Q=400t/h；带速：V=2.5m/s ；长度：L=440m 式输送机 提升高度： H＝15m；倾角α=2º；电动机 ：YB2-280M-4,N=90kW ，1台，防爆；减速器 ：ZSY355-31.5， 1台；制动器：BYWZ5-400/80，N=0.33kW，1台，防爆；胶带 ：PVG680/1型整芯阻燃带，符合MT914-2008标准要求；液压拉紧装置：ZY-400型，N＝4kW，一台；配备带式输送机保护装置一套。 变更原因：由于主斜井落底点变化及取消井底煤仓，引起井下巷道布置发生变化，因此需要对大巷带式输送机进行重新选型计算。

本次初步设计变更，矿井采区胶带大巷铺设一条DSJ型带式输送机，将原煤运输至集中胶带大巷带式输送机，由集中胶带大巷带式输送机搭接主斜井带式输送机，运输至地面。

（一）采区胶带大巷带式输送机选型过程如下： 1、输送带宽度选择

B≥2×300+200=800mm (最大粒度α=300mm) 因此，选用B=800mm的带宽可满足要求。 2、输送机输送能力及年运输量计算 （1）输送机输送能力

当带宽B=800mm、带速V=2.5m/s时，带式输送机最大运量为550t/h ＞150t/h，满足运输要求。

（2）年运输量计算

采区胶带大巷带式输送机年运输能力核定:

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Q=0.4×Q皮×16×330/(1.2×1.05×1.1) =609524t

3、采区胶带大巷带式输送机的主要技术参数： 带宽：B=800mm 运输量：Q=150t/h 带速：V=2.5m/s 铺设长度：L=1500m 提升高度：H＝130m 倾角：α=0º～-12º 平均倾角：-5.0°

4、带式输送机布置图如下所示：

1500F4130F1F2

F35、圆周力计算：

传动滚筒圆周力按以下公式计算： FU=CFH+FS1+FS2+FST 其中，查表，取C＝1.06 （1）主要阻力

FH=fL(qRO+qRU+(2qB+qG)cosd)g 取f＝0.012 式中 每米物料重qG=150150==16.67kg/m 3.6v3.6´2.5G1a0=7.741.2=6.45kg/m，qRU=G2au=7.153=2.38kg/m

托辊转动部分重量qR0=选用ST=680N/mm的PVG整体带芯输送带，查得q0=10.6Kg/m 由此，经计算得

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FH=fL(qRO+qRU+(2qB+qG)cosd)g=0.012创1500[6.45+2.38+(2?10.616.67)创cos5o]9.81 =8221N（2）主要特种阻力

FS1=Fe+Fgl

不选用前倾托辊，故F0

m2Iv2rglFgl=v2b12900创0.70.0462创0.99.81?4.5 =222.5´0.495=35N其中Iv=Q150==0.046m3/s 3.6r3.6´900m2=0.7,l=4.5m,b1=0.495m 故FS1=35N （3）附加特种阻力

FS2=Fr+Fp

本带式输送机不配置犁式卸料器，故Fp=0

Fr=Apm3=0.02创6104?0.6 =720N其中A——清扫器的接触面积，一个头部清扫器和一个空段清扫器，

A=0.00+80.0=122m0.02

故FS2=720N （4）倾斜阻力 Fst=qGHg =16.67?130?9.81

=-21238N 由此，总圆周力 正常运行时：

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FU=CFH+Fs1+Fs2+Fst=1.06?822135+720-21238 =11768N全程空载时：

FU=CFH+Fs2=1.06´8221+720=9434N

由此可得，总圆周力最大时为FU=11768N，电动机处于发电状态 6、功率计算

PA=FuV11768´2.5==29.42(KW) 10001000电动机功率 PM=PA29.42==40kw hh'h\"0.9创0.90.92因此选用一台55KN电动机即可满足要求。 7、张力计算

（1）限制输送带下垂度的最小张力： 承载分支：Fmin?回程分支：Fmin?ao(qB+qG)g8(h/a)maxaUqBg8(h/a)max1.2创(10.72+16.67)9.81=4030(N)

8´0.013创10.729.81=3943(N)

8´0.01（2）输送带工作时不打滑保持的最小张力

F2minFUmax1e1

其中：起动时传动滚筒的最大圆周力

FUmax=FU创KA=117681.5=17652(N) 取e=2.85 则有F2min³9542(N)

由F2min=9542N,计算输送机各点张力，忽略附加阻力，可得F4点张力：

mjF4=F2-qBHg+fLg(qRU+qBcosd) =9548-10.72创1309.81+0.012创15009.81?(2.38+10.72cos5) =-1817N£4030N不满足垂度条件。

将F4增加至8000N后重新计算各点张力得：

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F2=19365N，F1=35620N，F1-2=54985N。 8、验算

F135620==1.85?em1j1（1）

F219365（2）胶带安全系数 n=9、制动器选型

2.85，满足不打滑要求。

St创B680800==15.3，满足要求。 F135620滚筒轴上所需制动装置的制动力矩：

MN0.75D[qGH(2qBqROqRU)Lh]g

=0.75创500[16.67?130(2?10.72=5975Ngm

因此选用BYWZ5-315/50型制动器，额定制动力矩为630～1250N.m

根据以上计算 采区胶带大巷带式输送机带式输送机主要设备选型结果如下： 电动机：YB3-250M-4，N=55kW，防爆，1台； 减速器：B3SH06+F+B-19， 1台； 制动器：BYWZ5-315/50， 防爆，1台；

胶带：PVG整芯阻燃输送带，型号:PVG680,带强680N/mm，阻燃抗静电； 拉紧装置：绞车拉紧装置 JH-8 1台。 配备保护装置一套。

（二）集中胶带大巷带式输送机选型过程如下： 1、输送带宽度选择

B≥2×300+200=800mm (最大粒度α=300mm) 因此，选用B=800mm的带宽可满足要求。 2、输送机输送能力及年运输量计算 （1）输送机输送能力

当带宽B=800mm、带速V=2.0m/s时，带式输送机最大运量为496t/h ＞150t/h，满足运输要求。

3、集中胶带大巷带式输送机的主要技术参数： 带宽：B=800mm

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6.45+2.38)创14940.012]?9.81

运输量：Q=150t/h

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带速：V=2.5m/s 铺设长度：L=210m 提升高度：H＝3m 倾角：α=0º～7º 平均倾角：0.8°

4、带式输送机布置图如下所示：

210F4F3F1F2计算简图

5、圆周力计算：

传动滚筒圆周力按以下公式计算： FU=CFH+FS1+FS2+FST 其中，查表，取C＝1.25 （1）主要阻力

FH=fL(qRO+qRU+(2qB+qG)cosd)g 取f＝0.03 式中 每米物料重qG=150150==16.67kg/m 3.6v3.6´2.5G1a0=7.741.2=6.45kg/m，qRU=G2au=7.153=2.38kg/m

托辊转动部分重量qR0=选用ST=680N/mm的PVG整体带芯输送带，查得q0=10.6Kg/m 由此，经计算得

FH=fL(qRO+qRU+(2qB+qG)cosd)g=0.03创210[6.45+2.38+(2?10.616.67)创cos0.8o]9.81 =2886N（2）主要特种阻力

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FS1=Fe+Fgl

不选用前倾托辊，故F0

m2Iv2rglFgl=v2b12900创0.70.0462创0.99.81?4.5 =2.52´0.4952=35N其中Iv=Q150==0.046m3/s 3.6r3.6´900m2=0.7,l=4.5m,b1=0.495m 故FS1=54N （3）附加特种阻力

FS2=Fr+Fp

本带式输送机不配置犁式卸料器，故Fp=0

Fr=Apm3=0.02创6104?0.6 =720N其中A——清扫器的接触面积，一个头部清扫器和一个空段清扫器，

A=0.00+80.0=122m0.02

故FS2=720N （4）倾斜阻力 Fst=qGHg

39.81 =16.67创 =491N 由此，总圆周力

FU=CFH+Fs1+Fs2+Fst=1.25?2886=4854N6、功率计算

35+720+491

PA=FuV4854´2.5==12.1(KW) 10001000

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电动机功率 PM=PA12.1==18kw hh'h\"0.9创0.90.85因矿方现有一台55kW的电动机即可满足要求。 7、张力计算

（1）限制输送带下垂度的最小张力： 承载分支：Fmin?Fmin?ao(qB+qG)g8(h/a)maxaUqBg8(h/a)max1.2创(10.6+16.67)9.81=4013(N)

8´0.01回程分支：

3创10.69.81=3899(N)8´0.01

（2）按不打滑条件计算

F2min³FUmax1ema-1

其中：起动时传动滚筒的最大圆周力

FUmax=FU创KA=48541.5=7281N 取e=emjm1j1?em2j22.85.

则有F2min³3936N

由F2min=3936N,计算输送机各点张力，忽略附加阻力，可得F4点张力：

F4=F2-qBHg+fLg(qRU+qBcosd) =3936-10.6创39.81+0.03创2109.81?(2.38+10.6cos0.8) =4426N≥4013N满足垂度条件。

F=F2+FU=4426+4854=9280N。 18、验算 （1）

F1F2=92804426=2.10?emjSTBF1112.85，满足不打滑要求。

=58.62，满足要求。

（2）安全系数 n=9、传动滚筒选择

=680´8009280初定传动滚筒为DTⅡ（A）80A105Y（Z），代号8050.1，直径为500mm，许用合力为40N，许用扭矩4.1kN.m。

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传动滚筒所受合力：Fn=F1+F2=13.7kN<40kN 传动滚筒所受扭矩：M=

Fumax.D2000=

7281´5002000=1.8kN.m<4kN.m

根据计算，传动滚筒的选择符合要求。 10、制动器选型

传动滚筒轴上所需制动装置的制动力矩：

MN==0.75D[qGH-(2qB+qR0+qRU+qG)Lhf]g

i6.45+2.38+16.67)创209.90.012]?9.8119.36

0.75创0.5[16.67?3(2?10.6=-12.88Ngm

其中：i=pDnp创0.51480=?19.36 60v60´2因此选用BYWZ5-315/50型制动器，额定制动力矩为630～1250N.m

根据以上计算，集中胶带大巷带式输送机带式输送机主要设备选型结果如下： 电动机：YB3-250M-4，N=55kW，防爆，1台； 减速器：B3SH06+F+B-19， 1台； 制动器：BYWZ5-315/50， 防爆，1台；

胶带：PVG整芯阻燃输送带，型号:PVG680,带强680N/mm，阻燃抗静电； 拉紧装置：绞车拉紧装置 JH-8 1台。 配备保护装置一套。 二、辅助运输设备选型 原设计：

根据运输量及巷道特征，轨道运输大巷采用无极绳连续牵引车担负辅助运输任务。矸石：5车/班；材料、设备：10车/班；火药：1车/班；雷管：1车/班；其他：5车/班；最重件：16t，运载平板车自重1500kg；倾角α

max=0-11°；运

距L=1364m。

钢丝绳选用22 NAT6×19S＋FC 1570 SZ 251 174型钢丝绳, 主要技术参数：绳径dK＝22mm，绳重PK＝1.74kg/m；钢丝绳抗拉强度1570MPa；钢丝绳中全部钢丝破断拉力总和Qs＝304.714kN。

选择SQ-80/160D无极绳连续牵引车，主要技术参数：滚筒直径Dg＝1200mm，最大牵引力F＝80kN，绳速V＝0.02-2.5m/s，运送最大件时以1.7m/s速度运行，运送矸石、

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材料设备时以2.5m/s运行。无极绳连续牵引车配套 YBP型 660V 160kW电机。绞车房660V电源引自井下轨道大巷动照网

变更：

（一）设计依据： 运 量：矸石：5车/班 材料、设备：10车/班 火药：1车/班 雷管：1车/班 其他：5车/班

最重件：16t，运载平板车自重1500kg； 倾角α

max=0-12°；

运 距L=1500m。 （二）现有设备

建设单位已实际到货安装SQ-80/75B型无极绳连续牵引车，主要技术参数：滚筒直径Dg＝1200mm，最大牵引力F＝80kN，机械双速V＝0.67/1.12m/s，配套 YBK2型 660V 75kW防爆三相异步电动机。连续牵引车660V电源引自井下采区轨道大巷与集中胶带大巷交叉处附近配电点。

配套24 NAT6×19S＋FC 1570 SZ 298 207型钢丝绳, 主要技术参数：绳径dK

＝24mm，绳重PK＝2.07kg/m；钢丝绳抗拉强度1570MPa；钢丝绳中全部钢丝破断拉力总和Qs＝361.772kN。

（三）设备校验

1、提升容器： 提升矸石：1t固定式矿车，自重592kg，载重1800kg； 提升材料：1t材料车，自重494kg，最大装载重2000kg； 提升设备：1t平板车，自重465kg，最大载重量2000kg； 提升最大件：重型特制平板车，自重1500kg。 2、组列方式：

材料、设备、矸石每次运输采用7辆组列（小于最大件重量）。最大件升降由一辆特制平板车组列，平板车自重1500kg。

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3、钢丝绳校验及安全系数

（1）钢丝绳单重计算：（以最大件设备进行计算） p绳′＝

n(qq0)(0.015cossin)gSmin钢丝绳Lsin0.25cosg0ma＝1.12kg/m；

Smin：钢丝绳最小张力，取3000N；

0 ：钢丝绳密度，取9550kg/m3；

钢丝绳 ：钢丝绳抗拉强度，取1570N/mm2；

：运输线路倾角，取12°； L：运输线路距离，取1500m；

ma：钢丝绳安全系数，ma=5.0-0.001L且最小不得小于3.5，取3.5；

n：运输线路上所挂矿车数；

q：平板车装载及自重量；

q0：梭车质量，1800kg；

选用24 NAT6×19S＋FC 1570 SZ 298 207型钢丝绳完全满足提升要求。 （2）重车向上运行时各点张力计算：（以最大件进行计算） 无极绳运输系统图见图2-1-1。 重车向上运输，其阻力为：

Fz(nqq0)(0.015cossin)gPkL(0.25cossin)g=55.87kN 空侧钢丝绳向下运行，其阻力为：

FkPL(0.25cossin)g=1.12kN 运输系统各点张力：最小张力点在S1点，

S1Smin=3kN； S21.05S1=3.15kN；

S3S2Fk=4.27kN； S41.05S3=4.49kN； S5S4Fz=60.36kN；

由上面各点张力计算可得SmaxS5=60.36kN, SminS1=3kN；

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牵引力FsS5S1=57.36kN；

（2）重车向下运行时各点张力计算：（以最大件设备进行计算） 无极绳运输系统图见图2-1-2。 重车向下运输，其阻力为：

Fz(nqq0)(0.015cossin)gPkL(0.25cossin)g=-35.44kN 空侧钢丝绳向上运行，其阻力为：

FkPL(0.25cossin)g=13.77kN 运输系统各点张力：最小张力点在S4点，

S4Smin=3kN； S31.05S2=3.15kN； S2S3+Fk=16.92kN； S11.05S2=17.77kN； S5S4-Fz=38.44kN；

由上面各点张力计算可得SmaxS5=38.44kN, SminS4=3kN； 牵引力FsS5S1=20.67kN；

（3）钢丝绳安全系数校验：（以最大件进行计算） 钢丝绳安全系数M最大件＝5.99＞5-0.001L=3.5

现有SQ-80/75B型无极绳连续牵引车（最大牵引力F＝80kN）连续牵引车满足提升需要。24 NAT6×19S＋FC 1570 SZ 298 207型钢丝绳满足安全系数要求。

3、提升绞车校验

（1）摩擦力校验：（以最大件进行计算）

S1(eua1)=1.71＞1.15 KmS5S1Km：钢丝绳与主动轮摩擦力备用系数；

u：钢丝绳与主绳轮摩擦系数，取0.14； a：钢丝绳在主动轮上的围抱角，rad，取8π； （2）电动机选择：（以最大件设备进行计算）

NKb(SmaxSmin)v=55.25kW

1000

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Kb：功率备用系数，取1.15；

v：钢丝绳运行速度，取0.67m/s； ：机械传动效率，取0.8；

故配套YBK2型 660V 75kW防爆三相异步电动机满足提升要求 （3）提升能力校验：

无极绳连续牵引车运行方式为往返式，将矿车挂在梭车上两个方向交替运行，每次运输梭车挂矿车7辆（小于最大件重量），最大班共拉4次往返即可完成任务，若重载运行速度按V＝0.67m/s，空载运行速度V＝1.12m/s按计算，往返一次需时3638s（每次摘挂钩时间按30s计），4.05h即可完成运输任务，完全可以满足运输任务。

4、绞车的配电及控制

连续牵引车660V电源引自井下采区轨道大巷与集中胶带大巷交叉处附近配电点。无极绳连续牵引车的控制设备采用真空馈电开关和矿用隔爆交流软启动器及泄漏移动通讯信号系统。硐室配电开关设有短路、过载、漏电等保护功能。保护装置选用一套ZBJW矿用无极绳绞车综合保护装置，该控制系统以PLC为核心配以人机界面，对运行状况实时监控，具有紧急停车、速度显示、位置显示、过卷保护、岔道语言警示、沿途语言通讯等功能。

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第三章 采区布置及装备

一、采掘工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型变更

本次变更井下采掘设备部分维持原设计，大部分设备在订货时与原设计不一致，调整详见设备对照表3-1-1及变更后主要采掘设备特征表： 表3-1-1 变更前后采掘工作面设备对照表

序号 变更前 名称及型号 双滚筒采煤机 MG380-W 功率：380 kW 中间液压支架 ZZ5600/13/26 过渡支架 单体液压支柱DW25 转载机 SZZ630/75 功率：75kW 刮板机 数量 1 74（备6） 150 1 备注 名称及型号 数量 双滚筒采煤机 1 MG2*65/312-WD 功率：312 kW 中间液压支架 98（备6） 改为ZY4000/10/23 6 过渡支架ZY4000/10/23 单体液压支柱150 DZ28-25/100Q 转载机 SZB730/75 1 功率：75kW 刮板机 SGZ630/264 功率：2*132kW 可伸缩胶带伸缩机 DSJ80/40/2*55 1 功率：2*55kW 破碎机 1 PLM1000×1000功率：55kW 喷雾泵站 BPW315/16X 3 功率：75kW 乳化液泵站 BRW200/31.5 1 功率：125kW 掘进机EBZ160 2 功率：250 kW 刮板输送机SGB620/40T 1 功率：40 kW 局部通风机FBD№6.3/2*30 6 顺槽掘进 功率：2×30 kW 局部通风机FBD№5.6/2*11 6 大巷掘进 功率：2×11 kW 湿式除尘风机 KCS-220LL 4 功率：11 kW 变更后 1 2 3 4 5 6 SGZ630/220 功率：2*110kW 可伸缩胶带伸缩机 DSJ800/90 功率：90kW 破碎机 喷雾泵站 BPW315/10K 功率：75 kW 乳化液泵站 MRB200/31.5 功率：200kW 掘进机EBZ135 功率：210 kW 刮板输送机SGB420/30 功率：30 kW 局部通风机FBD№5.6/22 功率：2×11 kW 湿式除尘风机 7 1 8 9 3 10 11 12 13 14 15 1 2 1 8

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9号煤层以一个综合机械化采煤工作面、两个综掘工作面保证9号煤层0.6Mt/a的生产能力，综采工作面日产量应在1818t左右。

根据开拓布置，9号煤流系统中无煤仓缓冲，大巷皮带直接与主井皮带搭接，故9号煤主运输设备瞬时运量不应过大，根据矿井能力选型的主井带式输送机小时运量150t/h。因此在生产中应适当控制9号煤回采工作面采煤机开机率，保证工作面小时产量不大于150t/h。

1、采煤机

（1）采煤机应具有的生产能力

采煤机应具有的最小生产能力由下式计算： Qh=Qy × f／[ D ×（N-M）× t × K ]

式中：Qh——工作面设备所需最小生产能力，t/h；

Qy——要求的工作面年产量，0.6M t/a； D——年生产天数， 330d； f——能力富裕系数，1.3； N——日作业班数，4班； M——每日检修班数，1班； t——每班工作时数，6h； K——开机率， 0.4。

则：Qh=0.6×106×1.3/[330×（4-1）×6×0.4]=328.28t/h （2）采煤机装机功率

装机功率包括截割电动机、牵引电动机、破碎电动机、液压泵电动机、机载增压喷雾泵电动机等电动机功率总和。装机功率由下式估算：

P=Q×Hw

式中：P——装机功率，kW；

Q——采煤机生产率，328.28t/h； Hw——比能耗，一般0.6～0.7，取0.7。 经计算P=229.8kW。

经过分析设计认为已定购的MG2*65/312-WD采煤机满足9号煤安全生产要求。其主要技术参数见下表。

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采煤机技术特征表

型号 MG2*65/312-WD 采高 电机功滚筒直径截深 (m) 率(kW) (m) (mm) 1.1-2.0 312 1.1 600 牵引速度 机面高(m/min) 度(mm) 0-6.9-11 855 重量 (t) 电压等级(V) 1140 破碎机技术特征表 型号 PLM1000×1000 进/出口块度 (mm×mm) 700×950 mm 150～300mm 破碎能力 (t/h) 1000 电机功率 (kW) 55 电压等级 (V) 1140/660 备注 可伸缩胶带输送机技术特征表 型 号 DSJ80/40/2*55 输送能力 (t/h) 450 输送长度 (m) 1000 带速 (m/s) 2 带宽 (mm) 800 电机功率 (kW) 2×55 电压等级 (V) 1140 刮板输送机技术特征表 型号 SGZ630/264 铺设长度输送能力 刮板链速 (m) (t/h) (m/s) 150 450 1.0 电机功率 (kW) 2×132 电压等级 (V) 1140 备注 转载机技术特征表 型号 SZB730/75 出厂长度(m) 25 输送能力 (t/h) 630 电机功率(kW) 75 刮板 链速 1.34 电压等级(V) 1140 备注 掘进机技术特征表 型 号 EBZ160 最大切割高度 4.9 适应坡度 ±18° 切割电机(kW) 160 电机功率 (kW) 250 电压等级 (V) 1140 备注 二、采区巷道布置 原设计首采工作面位于9号煤层采区巷道西侧，紧切着F1断层。由于实际探测的F1断层向北平移了112m，为了合理分配工作面位置，本次变更将首采面向下平移131.5m，布置方式位置原设计。原设计工作面长度为120m，F1断层南部区域可布置两个工作面（120m和100m工作面），本次设计F1断层位置发生变化，为了合理的布置工作面及减少搬家次数，特将工作面长度由原设计120m调整为150m。

9号煤层开采采区布置有集中胶带、集中轨道大巷、集中回风大巷、采区胶带大巷采区轨道大巷和采区回风大巷，均布置在9号煤层底板，三条采区大巷相互平行，水平间距25-30m，并分别与集中大巷沟通相连。在9号煤层采区巷道西侧布置9101首采工作面，回采面采用长壁式开采。回采工作面的胶带顺槽、轨道运输顺槽均沿9号煤层底

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板布置，工作面胶带顺槽直接与采区胶带大巷联通，轨道顺槽直接与采区回风大巷相通，两顺槽均通过联络巷与采区轨道大巷沟通，且在轨道顺槽联络巷设有两道联锁的双向风门；形成工作面完善的运输、通风、排水、供电及井下消防洒水系统。

变更前、后采区巷道布置详见图3-1-1、3-1-2。 三、矿井扩建移交生产时井巷工程量变更

建设单位从2011年8月开工建设至今，井巷工程已完的有： 1、主斜井刷扩：现已落底，斜长424.5m，掘进体积6065m3； 2、副斜井刷扩：现已落底，斜长284m，掘进体积2212.72m3； 3、回风斜井刷扩：现已落底，垂深257.35m，掘进体积2049.29 m3。 4、井底车场掘进体积1567.5 m3;

5、集中轨道大巷442m，掘进体积5989.1 m3; 6、集中胶带大巷255m，掘进体积2662.2 m3； 7、集中回风大巷44m，掘进体积596.2 m3； 8、回风大巷1075m，掘进体积14566.3m3； 9、胶带大巷464m,.掘进体积4844.16 m3 10、轨道大巷476m,.掘进体积6449.8m3； 11、进风顺槽271m，掘进体积3170.7 m3； 12、回风顺槽247m，掘进体积2247.7 m3；

13、主排水泵房、水仓、主变电所、急救硐室、管子道、消防材料库、永久避难硐室、采区水仓等硐室合计掘进体积6776.19m3。

原设计矿井移交生产时，新增井巷工程总长度8587.01m，煤巷7581.84m，占新增井巷工程总长度的88.3%，万吨掘进率143.12m。井巷新增掘进总体积98123.68m3，其中新增硐室体积为10083.72m3，变更前新增井巷工程量详见表3-1-2。 表3-1-2 变更前井巷工程量汇总表

顺序 1 2 3 4 5 项目名称 井 筒 井底车场及硐室 采 区 合计 长度（m） 煤 690.83 3051.97 岩 小计 690.83 煤 8486.28 1005.17 1005.17 掘进体积（m3） 岩 小计 10117.67 10117.67 1597.44 10083.72 47187.52 30734.77 备注 主要运输及回风巷道 3839.04 3839.04 47187.52 3051.97 30734.77 7581.84 1005.17 8587.01 86408.57 11715.11 98123.68

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变更后矿井移交生产时，新增井巷工程量为6948.85m，掘进体积81088.06m3，万吨掘进率115.61m，1635.39m3，其中包括已完工程4934.35m，已完工程量59196.86 m3，未完工程2014.5m，未完工程量21891.2 m3变更后井巷工程量详见表3-1-3。 表3-1-3 变更后井巷工程量汇总表

长度（m） 顺序 1 2 3 4 5 6 项目名称 煤 井 筒 硐室 井底车场 主要运输及回风巷道 采 区 合 计 384.5 75 2985 2194.5 5639 岩 965.85 344 1309.85 小计 965.85 716.5 75 2985 2194.5 6948.85 煤 3871.9 1567.5 37862.39 23202.65 岩 10327.01 4256.61 小计 10327.01 8128.51 1567.5 37862.39 23202.65 81088.06 掘进体积（m3） 备注 66504.44 14583.62 表3-1-4 变更后未完成的井巷工程量汇总表

长度（m） 顺序 1 2 3 4 5 6 项目名称 煤 井 筒 硐室 井底车场 主要运输及回风巷道 采 区 合 计 109 229 1676.5 2014.5 岩 小计 109 229 1676.5 2014.5 煤 1352.32 2754.630 17784.25 21891.2 岩 小计 1352.32 2754.63 17784.25 21891.2 掘进体积（m3） 备注

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第四章 通风与安全

第一节 矿井通风

一、瓦斯

根据河南理工大学2011年1月份编制的《山西华润煤业有限公司福巨源煤矿8、9号煤层瓦斯涌出量预测》报告，应用分源法对8、 9号煤层开采时的矿井瓦斯涌出量进行了预测，预测结果为：

9#煤层开采期间，矿井达产时矿井最大绝对瓦斯涌出量为4.77m3/min，其中，回采瓦斯涌出为2.42m3/min，掘进瓦斯涌出为0.25m3/min，采空区瓦斯涌出为2.1m3/min。

二、煤尘爆炸危险性

据山西华润煤业有限公司福巨源煤矿2014年10月在井下取样送中煤科工集团重庆研究有限公司综合测试中心进行煤尘爆炸危险性测试，其结果：9号煤层火焰长度＞110mm，抑制煤尘最低岩粉量80%，煤尘具有爆炸性。

三、煤的自燃倾向

据山西华润煤业有限公司福巨源煤矿2014年10月在井下取样送中煤科工集团重庆研究有限公司综合测试中心进行煤的自燃倾向性测试，其结果：9号煤层吸氧量0.52cm3/g，自燃倾向性等级Ⅱ，为自燃煤层。

四、地温

据区域资料，该区属地温正常区，周边煤矿地温正常。本井田属地温正常区。 五、通风方式和通风方法 维持原设计。 六、矿井风量

原设计通风计算过程主要依据的是瓦斯涌出量预测报告数据进行计算的，而且本次变更井下开拓开采未进行大的调整，只是局部通风机选型和掘进面断面发生变化，因此，本次变更后工作面通风计算过程及通风量维持原设计，重新计算掘进面通风及矿井总风量，并重新核算矿井初期通风容易和困难时期负压及等积孔。

（一）原设计风量计算结果及分配 ①工作面

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9号煤层工作面配风量600m/min＝10m/s。 备用工作面配风量取回采工作面得1/2，即5m/s。 ∑Q工作面＝1×600 +1×300=900m3/min=15 m/s ②掘进面

掘进工作面选用FBD№5.6/22，2×11kW，380/660V隔爆型对旋轴流式局部通风机，该风机额定风量180～300m3/min，1200～3600Pa。

掘进面配风量480m3/min=8m3/s

开采9号煤层时，共布置两个综掘面，根据停掘不停风通风要求，掘进面需配备用风量，因此矿井掘进面风量共计：

∑Q掘进＝2×480 +1×480=1440m3/min=24m3/s ③独立通风硐室

独立通风硐室： 1个采区变电所（后期）， ΣQ硐＝180m3/min＝3m3/s ④其它巷道 ∑Q其它＝5m3/s。 ⑤矿井风量

Q总＝（∑Q回采+ ∑Q掘进+∑Q硐室+ΣQ无轨+∑Q其它）×K＝3384m3/min，取60m3/s。 矿井总风量为60m3/s。 ⑥各用风地点的风量配置如下 回采工作面：14m3/s

接替工作面按回采工作面风量一半考虑：7m3/s 两个综掘面：8m3/s+8 m3/s＝16m3/s 综掘备用面：8m3/s 采区变电所：3 m 3/s 其它巷道：12/s

矿井总风量为60m３/s，其中：主斜井进风量为26m３/s，副斜井进风量为34m3/s，回风斜井回风量为60３/s。

（二）本次变更风量计算及分配 ①工作面

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维持原设计。

9号煤层工作面配风量600m/min＝10m/s。 备用工作面配风量取回采工作面得1/2，即5m/s。 ∑Q工作面＝1×600 +1×300=900m/min=15 m/s ②掘进面

原设计掘进工作面选用FBD№5.6/22，2×11kW，380/660V隔爆型对旋轴流式局部通风机，该风机额定风量180～300m3/min，1200～3600Pa。

本次设计变更顺槽掘进工作面选用FBD№6.3/2×30，2×30kW，380/660V隔爆型对旋轴流式局部通风机，该风机额定风量430～600m3/min，2000～5800Pa；大巷掘进工作面选用FBD№5.6/22，2×11kW，380/660V隔爆型对旋轴流式局部通风机，该风机额定风量180～300m3/min，1200～3600Pa。

Q掘=n ×Q扇+15×S

式中：Q掘——安装局部通风机地点巷道的需风量，m3/min

Q扇——局部通风机最大吸风量，顺槽为600m3/min，大巷为300m3/min。 n——每个掘进工作面同时通风的局部通风机台数，取1； S——巷道断面，顺槽取11.7m2；大巷取12m2

Q顺槽掘=1×600+15×11.7=775.5m3/min，取780 m3/min（13m3/s） Q大巷掘=1×300+15×12=480m3/min，取480 m3/min（8m3/s）

开采9号煤层时，共布置两个综掘面，根据停掘不停风通风要求，掘进面需配备用风量，因此矿井掘进面风量共计：

∑Q掘进＝2×780 +1×480=2040m3/min=34m3/s ③独立通风硐室 维持原设计：

ΣQ硐＝180m3/min＝3m3/s ④其它巷道 维持原设计： ∑Q其它＝5m3/s。 ⑤矿井风量 Q总＝（∑Q

回采

3

3

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3

+ ∑Q

掘进

+∑Q

硐室

+ΣQ

无轨

+∑Q

其它

）×K＝（600+300+2040+180+300）

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×1.2=4104m3/min=68.4 m3/s，取69m3/s。

矿井总风量为69m3/s。 ⑥各用风地点的风量配置如下 回采工作面：14m3/s

接替工作面按回采工作面风量一半考虑：7m3/s 两个综掘面：13m3/s+13 m3/s＝26m3/s 综掘备用面：8m3/s 采区变电所：3 m 3/s 其它巷道：11 m 3/s

矿井总风量为69m３/s，其中：主斜井进风量为30m３/s，副斜井进风量为39m3/s，回风斜井回风量为69m３/s。

（三）负压计算

矿井通风负压按下式计算： h矿＝∑s.α.L.P.Q2/S3＋h局 式中：

h矿——矿井通风总阻力，mmH2o； α——井巷摩擦阻力系数，kg.s2/m4； L——井巷长度，m； P——井巷净断面周长，m； S——井巷净断面积，m2； Q——通过井巷的风量，m3/s；

h局——局部阻力，按h局＝0.10·h矿，mmH2O。 经计算，矿井通风容易时期和困难时期的负压分别为： 容易时期：103.08mmH2o（1010.76Pa） 困难时期：141.57mmH2o（1388.16Pa）

回风斜井井口标高+1233.58m，主斜井井口标高+1206.3，副斜井井口标高+1190.17，由于矿井的进风井和回风井的高差小于150m，且各井筒井深均小于400m，自然风压忽略不计。

矿井通风容易时期和困难时期的负压计算结果见表4-1-1、4-1-2。通风容易时期和

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困难时期系统见图4-1-1、4-1-2。

（四）矿井通风等积孔计算 矿井通风等积孔按下式计算： A＝0.38Q/h矿0.5

式中：A——矿井通风等积孔，m2。

Q——矿井总风量，m3/s； h矿——矿井通风总负压，mmH2o 容易时期A0.3869/103.082.58m2 困难时期A0.3869/141.572.20m2

本矿通风容易时期和困难时期均属容易程度，即小阻力矿。

第二节 灾害预防及安全装备

一、防灭火系统

防灭火系统维持原设计，即，采用黄泥灌浆和喷洒阻化剂防灭火方法，发挥防灭火工艺各自的优点，确保矿井安全生产。

二、安全避险“六大系统”

根据国家安全监管总局国家煤矿安监局安监总煤装【2010】146号要求“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”， 及2011年3月21日安监总煤装〔2011〕33号“国家安全监管总局、国家煤矿安监局关于印发《煤矿井下安全避险“六大系统”建设完善基本规范（试行）》通知”要求：建设完善煤矿井下监测、人员定位、紧急避险、压风自救、供水设施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。设计在矿井建立完善以下安全避险“六大系统”，坚持预防为主，降低事故危害程度、防范遏制重特大事故的综合治理措施。

（一）建设完善矿井监测监控系统

煤矿企业必须按照《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救援，明确值班、带班人员责任，矿井监测监控系统中心站实

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行24小时值班制度，当系统发出报警、断电、馈电异常信息时，能够迅速采取断电、撤人、停工等应急处置措施，充分发挥其安全避险的预警作用。

设计按上述要求配备了KJ160N矿用安全生产监控系统。 （二）建设完善煤矿井下人员定位系统

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KJ301型井下人员考勤定位监控系统。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。

（三）建设完善矿井压风自救系统

煤矿企业必须在按照《煤矿安全规程》要求建立压风系统的基础上，按照所有采掘作业地点在灾变期间能够提供压风供气的要求，进一步建设完善压风自救系统。空气压缩机应设置在地面；井下压风管路要求采取保护措施，防止灾变破坏。矿井掘进工作面要安设压风管路，并设置供气阀门。

设计选用三台LG-20/8G型单螺杆式空气压缩机：每台排气量20.0m3/min，排气压力0.80MPa，驱动电机功率110kW，电压380V，冷却方式为风冷式。满足井下风动工具用风和紧急救援时人员用风需要。

压风自救系统采用井下避难硐室和压风自救系统混合设置的方法，避难硐室按每人使用面积不少于1m2确定，避难硐室内设有供给空气的设施，每人供风量不少于0.3m3 /min，避难硐室的压风管路上设有减压阀和带阀门控制的呼吸嘴。避难硐室内根据避难人最多数量配置足够的自救器。

压风自救系统设置在井底、主变电所、主排水泵房、装载硐室等地及距采掘工作面25～30m的巷道内、撤离人员与警戒人员所在位置及回风道有人作业处及长距离的掘进巷道中，在长距离的掘进巷道中，应每隔200m设置一组压风自救系统.压风自救系统每组一般可供5～8人用，压缩空气供给量每人不少于0.1m3 /min。

压缩空气管路及管件进行防腐处理。地面管路埋地敷设，采用套管焊接连接；井筒管路采用套管焊接连接；井下管路均采用快速管接头连接。

（四）建设完善矿井供水施救系统

为了保证各采掘作业地点和井下人员密集地点在灾变期间能够实现提供应急供水的要求，本矿设计有供水施救系统。

避难所建立在矿井下各危险工作区域的密闭空间，依托矿井巷道构筑而成，具备很

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好的防护性能，能够抵御一定的外力冲击；硐室内须提供生存所必需的供水设施，当灾变发生时，遇险人员可在避难所内有安全充足的水源供给。

矿井供水施救系统水源引自地面V=600m³高山水池，采用嘉乐泉乡安庄村现有一眼深井供水，矿方已与安庄村签订供水协议，可供矿井工业场地生产、生活用水。该水源井已运行多年，出水稳定，水质良好，每天可供给本矿水量为1000m3，水源井距离本矿井工业场地距离约为800m，地势平坦，深井泵提升后经DN100输水管接至矿井工业场地清水池。

供水施救管道由主斜井引入井下，送至工作面及其他工作地点。胶带大巷及掘进巷道每隔50m设置供水阀门，其它巷道每隔100米设置1处供水阀门，在支管处设置三通。主管及支管采用无缝钢管。井下供水施救管路要求采取保护措施，防止灾变破坏。每隔一个月对供水管路进行维护，防止管路出现跑、冒、滴、漏，保证在灾变期间提供应急供水。

供水系统由硐室外接自井下已有的消防洒水管网，在井下发生灾变但未破坏消防洒水管网时，作为避难硐室的水源。管道经硐室一侧预埋的管路引入生存硐室，在硐室内设供水阀、减压阀、水净化器、水龙头、水池等。

（五）矿井通信联络系统 1、地面通信系统

设计选择KTJ-8000型矿用程控通信交换机208门。行政、调度合一。通信交换机设置在矿办公楼内。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、绞车房、通风机房、压风机站、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144门、调度用户数量60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，至风井场地等偏远地点采用电杆架设方式。

2、井下通信

①、在井底车场硐室、井下主变电所、采区变电所、主排水泵房、采区水仓、回采工作面及其避难硐室、掘进工作面、大巷胶带机机头及采区水平最高点设置本安型调度电话机，通信电缆选用矿用阻燃型MHYA32-50×2×0.8型两回沿主斜井和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30个。

井下主变电所、采区变电所与地面变电所之间，井底煤仓仓上仓下之间、副斜井井口房与井底等候室之间设置直通电话。井下主排水泵房、井下主变电所、采区变电所、

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井下避难硐室、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。矿井变电所至上一级变电所设专用的通信设施。

②、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。

设计选用KT109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1台。下井电缆采用4芯光缆，井下设置矿用光纤耦合箱1台，防爆基站控制箱KT109-K，9台,电源箱KDW660/48B，9台，基站KT109-F，9台，矿用基站线路延伸器KLT13，2台，光纤分线盒4个，矿用本安手机200个。

③、矿井应急救援广播系统

为保证矿井遭遇突发性事件时，能以最简捷、最快的途径通知井下作业人员，并指导相关人员紧急疏散或采取相应安全措施，做到及时并有效的应急救援，矿井装备CMKXY型矿用智能应急救援语音系统。该系统集安全播报、调度指挥、安全监测、公共语音为一体，是新一代的数字化语音系统，已经得到了全国众多煤矿企业的认可。

矿用智能应急救援语音系统结合煤矿安全生产的需要，以安全监测监控、综合自动化系统原始数据为依据，以各种应急预案为基础，当出现瓦斯超限、风机不能正常工作等情况时，自动在特定区域发出安全告警，指挥相关人员撤离或采取必要的措施。如果检测到安全监控系统告警，井下出现重大安全事故时，可以根据事先设定程序，调动相关应急预案，指挥现场人员撤离；也可以人工调用应急预案语音材料，播放给指定区域，并可以通过麦克风，直接指挥有关人员撤离。根据需要，可以播放背景音乐。

系统主要设备包括信号源部分、系统管理软件及管理用上位机、CMKXY（2009）型智能广播控制主机、音频光端机、KXY12矿用本安型音箱、KDW660/12B型矿用隔爆兼本安型电源等。

井下安装地点主要在各轨道大巷上下山的底盘和顶盘、各掘进工作面及各采煤工作面、井下主变电所、主排水泵房、避难硐室、采区水泵房、各胶带大巷胶带机机头硐室及沿线等。

（六）建设完善井下紧急避险系统

煤矿企业必须按照《煤矿安全规程》的要求，为入井人员配备额定防护时间不低于

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30分钟的自救器。

井下紧急避险系统应与矿井安全检测监控、人员定位、压风自救、供水施救、通信联络系统有机联系，形成井下整体安全避险系统。

矿井安全检测监控系统应对紧急避险设施的环境参数进行检测；

矿井人员定位系统应能实施检测井下人员分布和进出紧急避险设施的情况； 矿井压风自救系统应能为紧急避险设施供给足量压缩空气；

矿井供水施救系统应能在紧急情况下位避险人员供水，并为在紧急情况下输送也太营养物质创造条件；

矿井通信联络系统应连接至井下紧急避险设施，紧急避险设施内应设置直通矿井调度室的电话。

矿井投产时，井下布置1个采煤工作面和2个掘进工作面。矿井灾害发生时，井下各工作区域人员难以在30min内步行撤离至地面。

根据“煤矿井下紧急避险系统建设管理暂行规定的通知”的要求，井下设置了永久避难硐室和移动救生舱。

在集中胶带大巷和集中轨道大巷中间布置一条联络巷作为永久避灾硐室，两条通路分别联接集中胶带大巷和集中轨道大巷；在首采工作面进、回风顺槽内各布置一个移动救生舱，型号为MLE120061。

（1）永久避难硐室

永久避难硐室由过渡室和生存室组成。永久避难硐室由过渡室和生存室组成。避难硐室过渡室及生存室均采用矩形断面，过渡室硐室净宽4.0m、净高3.2m，净断面12.8m2，掘进断面18.52m2，生存室硐室净宽4.0m、净高3.2m，净断面12.8m2，掘进断面15.3m2。采用锚网喷+锚索支护，喷射厚度150mm。硐室底板采用C20混凝土铺底，厚度200mm。施工时确保硐室底板标高高于两侧连接巷道底板最高处200mm。

1）避难硐室设置地点及规模 永久避难硐室长度确定

永久避难硐室净宽度确定为4.8m，避难硐室长度按照下式确定： L=knS/B

式中：L——避难硐室最小有效长度，m；

k——避难硐室备用系统，永久避难硐室取1.2；

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n——作业人数，井下工作人员53人

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S——每名避险人员有效使用面积，不低于1m2； B——避难硐室净宽度，4.0 m。 L=knS/B=15.9m

经计算，永久避难硐室生存室有效长度不小于15.9m，取25m。本矿井永久避难硐室确定最终的容纳规模为75人。最大班下井人数为53人，满足要求。

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第五章 提升、通风、排水、压风设备

第一节 提升设备

一、主斜井提升设备 （一）原初步设计概况

原初步设计主斜井井口至井底煤仓斜长500.23m，倾角18°，一侧安装一台架空乘人器，另一侧铺设一条DTL80/15/132型带式输送机。矿井年产量为0.6Mt/a，年工作日330天，每天净提升时间为16小时，矿井提升不均衡系数为1.15，小时运量应为131t/h。但由于矿井主斜井井底设置煤仓，因此主斜井带式输送机的小时运量应取煤仓下口给煤机的小时给煤量，即150 t/h。

带宽 B=800mm 运输量 Q=150t/h 带速 V=2.0m/s 设计长度 L＝516m 提升高度 h=159.5m

电动机 ：YB2-315M-4,N=132kW ，1台，防爆 ； 减速器 ：ZSY400-31.5，1台； 制动器：BYWZ5-400/80，1台，防爆； 调速型液力偶合器：YOTCP500，1台； 逆止器：NYD160型，1台；

胶带 ：钢丝绳芯阻燃带，带强800N/mm，符合MT668-2008标准要求； 液压拉紧装置：ZY-400型，N＝4 kW，1台； 配备保护装置一套。

本次初步设计修改取消井底煤仓，因此需要重新对主斜井带式输送机进行选型计算。

（二）变更后主斜井提升设备

主斜井井口至井底煤仓斜长度524.25m，倾角18°，一侧铺设检修轨道，另一侧铺

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设一条DTⅡ（A）型带式输送机。矿井年产量为0.6Mt/a，年工作日330天，每天净提升时间为16小时，矿井提升不均衡系数为1.15，小时运量应为131t/h。但由于矿井主斜井井底不设置煤仓，因此主斜井带式输送机的小时运量应取大巷带式输送机小时运量，即150 t/h。主斜井带式输送机选型计算过程如下：

1、输送带宽度选择

在满足运量的情况下带式输送机最小带宽B≥2×α+200=800mm (物料最大粒度α=300mm)

因此，选用B=800mm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

当带宽B=800mm、带速V=2m/s时，带式输送机最大运量为550t/h 。主斜井带式输送机倾角为18º，考虑带式输送机倾角系数0.85后的最大运输量为468 t/h＞150t/h，满足运输要求。

（2）年运输量计算

主斜井带式输送机年运输能力: Q=Q皮×16×330/1.15 =688696t

3、主斜井带式输送机的主要技术参数如下： 带宽 B=800mm 运输量 Q=150t/h 带速 V=2.5m/s 设计长度 L＝450m 提升高度 H=139.06m 倾角α=18º

4、带式输送机布置图如下所示：

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450F4F1F2F318°

5、圆周力计算：

传动滚筒圆周力按以下公式计算：

FU=CFH+Fs1+Fs2+Fst 其中，查表，取C＝1.25 （1）主要阻力

FH=fL(qRO+qRU+(2qB+qG)cosd)g 取f＝0.03

式中 每米物料重qG=150150==16.67kg/m 3.6v3.6´2.5托辊转动部分重量qRO=8.825kg/m，qRU=2.93kg/m

初定胶带为钢丝绳芯阻燃带，带强1000N/mm,每米带重q0=18.48kg/m 由此，经计算得

FH=fL(qRO+qRU+(2qB+qG)cosd)g=0.03创450[8.825+2.93+(2?18.8416.67)创cos18o]9.81 =8402N（2）主要特种阻力

FS1FFgl

不选用前倾托辊，故F0

m2Iv2rglFgl=v2b121000创0.70.0462创0.99.81?4.5 =222.5´0.495=38N其中 IvQ1500.046m3/s 3.63.690020.7,l4.5m,b10.495m

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故FS1=38N （3）附加特种阻力

FS2FrFp

本带式输送机不配置犁式卸料器，故Fp=0

FrAp30.0261040.6 720N其中A——清扫器的接触面积，一个头部清扫器和一个空段清扫器，

A0.0080.0120.02m2

故FS2720N （4）倾斜阻力

FstqGHg

创7139.06 9 =16.6 =22741N 由此，总圆周力

FU=CFH+Fs1+Fs2+Fst=1.25?8402=34002N6、功率计算

38+720+22741

PA=FuV34002´2.5==85(KW) 10001000电动机功率 PM=PA85==105kW hh'h\"0.9创0.91由此可见，选用1台功率为132kW的电动机即满足提升要求。 7、张力计算

（1）限制输送带下垂度的最小张力： 承载分支：Fmin?回程分支：Fmin?ao(qB+qG)g8(h/a)maxaUqBg8(h/a)max1.2创(18.48+16.67)9.81=5172N

8´0.013创18.489.81=6798N

8´0.01（2）输送带工作时不打滑保持的最小张力

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F2minFUmax1e1

其中：起动时传动滚筒的最大圆周力FUmax=FU创KA=340021.5=51003N 取e=2.85则有F2min³27569N

由F2min=27569N,计算输送机各点张力，忽略附加阻力，可得出F4点张力。

F4=F2-qBHg+fLg(qRO+qB) =27569-18.48创139.069.81+0.03创4509.81?(8.825+18.48) =5975N£6798N不满足垂度条件。

将F4增加至6798N后重新计算各点张力得： F2=28392N，F1=79395N，F1-2=107787N。 8、验算

F179395==2.80F228392满足不打滑条件。 （2）胶带安全系数n=9、传动滚筒选择：

初定传动滚筒为DTⅡ（A）80A407Y（Z）直径为800mm，许用合力为160kN，许用扭矩32kN.m。

传动滚筒所受合力：Fn=F1+F2=107kN<160kN

Fumax.D59817´8002000St创B1000800==10.1，满足要求。 F179395传动滚筒所受扭矩：M=2000=

=20.4kN.m<32kN.m

根据计算，传动滚筒的选择符合要求。 10、逆止器选型：

带式输送机传动滚筒的逆止力

轾HFL=Fst-0.8fg犏L(qRO+qRU+2qB)+qG

犏sina臌 =21019N

作用于传动滚筒的逆止力矩ML=FL×D/2000=8.41kNm，考虑工况系数K2=2，则逆止器额定逆止力矩M> K2×ML=16.82kNm。因此，选用NYD200型逆止器，额定逆止力

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矩50 kNm。

11、制动器选型

MN=0.75D[qGH(2qBqROqRU)Lh]g

i0.75创0.8[16.67?139.06(2?18.848.825+2.93)创4500.012]?9.81

31.5=383Ngm 其中：iDn60v0.8149060231.5

因此选用BYWZ5-400/121型制动器，额定制动力矩为1000～2000N.m。

根据以上计算，集中胶带大巷带式输送机采用单电机单驱动滚筒方式驱动，驱动装置基本参数如下：

电动机 ：YB3-315M1-4,N=132kW ，1台，防爆 ； 减速器 ：B3SH10+F，带冷却风扇, 1台； 制动器：BYWZ5-400/121，1台，防爆； 逆止器：NYD200型逆止器，1台；

胶带 ：钢丝绳芯阻燃带，带强1000N/mm，符合MT668-2008标准要求； 液压拉紧装置：ZY-400型，N＝4kw，1台； 配备保护装置一套。 二、副斜井提升设备 原设计：

井筒特征：井口标高+1191.200m，井筒斜长243.47m，倾角21°。工作制度： b=330d/a，四班制，其中三班生产，一班检修。设备、材料：10车/班；矸石：5车/班；火药：1车/班；雷管：1车/班；其他：5车/班；最重件：16t，运载平板车自重1500kg。

钢丝绳选用28 NAT 6×7＋FC 1670 ZS 435 270型，主要技术参数：绳径dk

＝28mm，绳重PK＝2.70kg/m；钢丝绳抗拉强度1670MPa；钢丝绳中全部钢丝破断拉力总和Qs＝493.29kN。

设计选用JK-2.5/30E型矿用提升绞车主要技术参数：滚筒直径Dg=2.5m；滚筒宽度B=2.0m；最大静张力及差Fze=90kN，Fce=90kN；最大提升速度Vmax=3.18m/s；i＝30。提升绞车配套YP变频电动机660V 280kW n0=750rpm。天轮选用TXG2000/15.5型。为防止

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摘钩后发生串绳事故，在天轮与提升机房间合理位置布置托绳架。

变更：

（一）设计依据：

1、井筒特征：井口标高+1190.17m，落底标高+1087.62m井筒斜长284m，倾角21°10′00″。

2、工作制度： b=330d/a，四班制，其中三班生产，一班检修。 3、最大班提升量： 设备、材料：10车/班 矸石：5车/班 火药：1车/班 雷管：1车/班 其他：5车/班

最重件：16t（不含平板车重）

4、提升容器： 提升矸石：1t固定式矿车，自重592kg，装载矸石重1800kg； 提升材料：1t材料车，自重494kg，最大装载重2000kg； 提升设备：1t平板车，自重465kg，最大载重量2000kg； 提升最大件：重型特制平板车，自重1500kg。 5、组列方式：

提升矸石由3辆1t固定式矿车组列；提升材料由3辆1t材料车组列；提升设备由3辆1t平板车组列。最大件升降由一辆重型特制平板车组列，平板车自重1500kg。

（二）现有设备

矿方现已实际安装并投入运行JK-2.5×2.0P型单绳缠绕式矿井提升机，配套YPT-400M-10型变频调速电动机；配套28 NAT 6×7＋FC 1670 ZS 435 270型钢丝绳；已实际到货TL2000B型游动天轮，游动距离为1.61m。

（三）提升设备校验 1、材料车连接器强度校验：

Q材料6(QKQZ)(sinfcos)g=55.01kN；

材料车连接器允许牵引力必须大于9.17kN，连接装置主要受力部件破断强度必须大

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于55.01kN。

2、重型平板车连接器强度计算：

Q大件6(QKQZ)(sinfcos)g=386kN；

重型特制平板车连接器允许牵引力必须大于64.34kN，连接装置主要受力部件破断强度必须大于386kN。

3、钢丝绳安全系数校验： （1）、绳端荷重：

提升矸石时：Q矸石＝2691.89kg； 提升材料设备时：Q材料、设备＝2806.68kg； 提升最大件时：Q最大件＝6564.67kg。 （2）、钢丝绳悬垂长度： Lt＝25+Lj+25＝334m； Lc＝384m。

（3）、钢丝绳单重计算：（以最大件设备进行计算） p绳′＝

Q最大件11钢丝绳Lcsin0.2cosma＝2.57kg/m；

矿方实际到货28 NAT 6×7＋FC 1670 ZS 435 270型钢丝绳完全满足提升要求，主要技术参数：绳径dk＝28mm，绳重PK＝2.70kg/m；钢丝绳抗拉强度1670MPa；钢丝绳中全部钢丝破断拉力总和Qs＝493.29kN。

（4）、钢丝绳安全系数： M矸石＝15.42>6.5； M材料、设备＝14.90>6.5； M最大件＝7.05>6.5 。 4、提升机校验：

现有JK-2.5×2.0P型矿用提升绞车，主要技术参数：滚筒直径Dg=2.5m；滚筒宽度B=2.0m；最大静张力Fze=90kN，最大静张力差Fce=90kN； i＝31.5。

提升机配套YPT-400M-10型变频调速电动机，主要技术参数：电压等级：660V；功率：280kW；极数：10极；转速：590r/min。

（1）提升机实际最大提升速度为：

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vnD=2.45m/s。 60i（2）钢丝绳在滚筒上的缠绕宽度： 单层缠绕：Bg＝(Lt283)dK＝1522mm<2000mm。 Dg绳槽间距（dk+ε）＝31mm。钢丝绳在绞车滚筒上单层缠绕。 （3）最大静张力及差：

提升系统最大静张力及最大静张力差： 提升最大件时：

FZ大＝FC大(nqq0)(0.015cossin)gPkL(0.25cossin)g=69.97kN 提升矸石时：FZ矸石＝FC矸石＝31.98kN；

提升材料、设备时：FZ材料＝FC材料＝FZ设备＝FC设备＝33.10kN； （4）电动机功率校验 功率N＝

K1FC大件V大件10000.921000＝215kW﹤280kW

（四）、提升系统及运动学、动力学

矿方已有TL2000B型游动天轮，直径：2m，游动距离1.61m。为防止摘钩后发生串绳事故，在天轮与提升机房、摘挂钩点间合理位置均布置托绳架。

提升系统示意图详见图5-1-1，提升速度图、提升力图详见图5-1-2。 1、提升大件时提升系统的等效力、等效时间及等效功率 等 效 力： 74.93kN 等效时间： 161.41s 等效功率： 220＜280kW 计算的电动机过载系数： 0.997＜0.8×2.5

经以上验算可知，提升机配套的YPT-400M-10型变频调速电动机完全满足提升需要。电动机主要技术参数：电压等级：660V，功率：280kW，极数：10极：转速：590r/min。

2、最大班作业时间表见表5-1-1。

每次 作业名称 矸石 单位 车 数量 5 每班次每次时间（S） 每班时间（S） 数 2 391.92 783.84 备 注 数量 3

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材料、设备 爆破材料 其 它 车 次 次 10 2 5 3 1 3 4 2 2 421.92 914.64 421.92 1687.68 1829.28 1687.68 5988.48 1.67h<6h 合 计 副井最大班作业时间1.67h。 （五）、制动减速度

升降大件时，提升系统采用二级制动方式。减速是施加一级制动力矩，此时上提重物最大静荷重旋转力矩之比不小于2。停车时施加二级制动力矩，此时制动力矩与最大静荷重旋转力矩之比不小于3。

提大件时上提制动减速度为：3.63m/s2，下放制动减速度为1.69m/s2。

提升矸石时上提制动减速度为：3.63m/s2。升降设备材料时上提制动减速度为：3.62m/s2，下放制动减速度为2.38m/s2。

（六）、提升机配电、控制及信号系统设备

电控设备选用JKD/BP-NT-280/660-21BⅠ/P1型单绳缠绕式交流变频提升机电控成套设备，电控设备包括10/0.7kV变压器、10/0.4kV变压器、电控柜、辅助电源柜、PLC控制柜、制动柜。

提升机房两回10kV高压电源分别引自矿井工业场地变电所10kV母线不同母线段，一回工作，一回备用。辅助设备两回380V低压电源一回引自提升机电控系统辅助变压器（工作电源），一回引自矿井工业场变电所380V母线（备用电源）。副斜井提升信号系统选用KXT-7斜井提升信号系统。

（七）防跑车装置

副斜井井筒内井口以下30米、落底点前方34米各设置1套，及井筒中部设置2套ZDC30-3型斜井防跑车装置，总共设置4套装置。

第二节 通风设备

原设计：

通风方式：机械抽出式，主斜井、副斜井进风，回风斜井回风。矿井通风通风量为60m3/s，最小通风负压1185.93Pa（标准状态下负压），最大通风负压1368.14Pa（标准状态下负压）。

根据通风设备所需风量及风压选用FBCDZ-10-No24C防爆对旋式轴流通风机两台，

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一台工作，一台备用。每台通风机由两台YBFe型 10极 380V 110kW电动机驱动。通过改变通风机叶片角度满足矿井各种通风网路情况下通风的需要。该通风机通过电动机直接反转反风，能够保证在10min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%。

本次变更： 一、设计依据 矿井通风参数： 通风量：69m3/s；

最小通风负压：1010.76Pa（标准状态下负压）； 最大通风负压：1388.16 Pa（标准状态下负压）。 二、现有设备

矿方已实际采购到货FBCDZ-NO.24型对旋轴流式通风机两台，每台风机由两台YBF2型 10级 380V/660V 110KW通风机专用隔爆电动机驱动。通风机已安装并投入使用，对现有风机进行校验。

三、通风设备校验

1、通风机需要产生的风量及负压： 通风设备所需风量：

QX＝kQK＝1.05×69＝72.45m3/s。 式中：QX——矿井的计算风量，m³/s； k——外部漏风系数，取1.05； 通风机所需负压：

通风容易时期：Hxmin＝hkmin＋hzh＝1210.76Pa 通风困难时期：Hxmax＝hkmax＋hzh＝1588.16Pa

式中：hkmax、hkmin——通风容易时期、困难时期矿井计算负压，Pa hzh——风道等辅助装置风压损失，取hzh＝200Pa 2、通风机网路阻力系数的计算

Hxmin2Q容易时期：R1＝x＝0.2307 Hxmax2Qx困难时期：R2＝＝0.3026

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3、通风机运行工况点的确定 通风网络特性曲线方程： 容易时期：H1＝R1Q2＝0.2307Q2 困难时期：H2＝R2Q2＝0.3026Q2

矿方已实际到货FBCDZ-NO.24型对旋轴流式通风机两台，每台风机由两台YBF2型 10级 380V/660V 110KW通风机专用隔爆电动机驱动。通风机已安装并投入使用，对现有风机进行校验。

通风网络特性曲线见图5－2－1，根据通风网络特性曲线方程及风机特性曲线，风机运行工况点参数如下：

容易时期M1 ： 风量77m3/s，负压 1350Pa，叶片安装角度47°/39°，效率77％； 困难时期 M2 ：风量74m3/s，负压1550Pa，叶片安装角度47°/39°，效率83％。 4、电动机选型验算 电动机计算功率：

容易时期：N1kf困难时期：N2kfQ1H1＝179kW＜2×110kW

10001cQ2H2＝184kW＜2×110kW

10002cηc：传动系数，取0.98； kf：富裕系数，取1.3； 5、通风机反风校验

通风机反风运行工况图见图5－2－2，根据通风网络特性曲线方程及反风特性曲线，风机运行工况点参数如下：

容易时期F1 ：风量46m3/s，负压486Pa，叶片安装角度47°/39°，效率66％，电动机计算功率45kW；

困难时期F2 ：风量44m3/s，负压558Pa，叶片安装角度47°/39°，效率73％，电动机计算功率45kW；

通风机通过电动机反转反风。当需反风时，只要电机反转即可反风，且确保在十分钟之内改变巷道中风流方向，反风量大于正常风量的40％。

风机扩散塔内装有消音装置，以降低噪音对环境的污染。

由以上校验内容可知，矿方已实际投入使用的主通风机满足矿井通风风量、负压等

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需求，故主通风机采用已采购的FBCDZ-NO.24型对旋轴流式通风机。

四、通风机配电

本矿设风井变电所，所内布置 2台高压进线柜，两台500KVA 10/0.4kV干式变压器及7台低压柜构成单母线分段结构。两回10kV高压电源引自矿井变电所10kV母线的不同线母线段，一回工作，一回备用，配电开关设短路、过载、失压等电气保护。

通风机驱动电机采用自耦降压器启动，通过调节风机叶片角度整运行工况点。自耦降压启动可实现风机平滑启动，减小对电网的冲击。

风机配电室内设置微机在线监测装置，实时监测风机轴承，电机绕组温度，风量、风压等参数，确保风机安全可靠运行。

第三节 排 水 设 备

一、主排水设备 原设计：

矿井正常涌水量为20m3/h，最大涌水量为30m3/h，排水垂高109m，水泵房至井下水处理站敷设排水管长520m。

选用MD85—45×3型矿用多级离心式水泵3台，每台水泵选配YB2型 660V n0=3000r/min 55kW隔爆电动机驱动。敷设两趟φ133×4无缝钢管排水管路，采用“单泵单管”运行方式。吸水管选用φ159×4.5无缝钢管。

水泵房配水井安设PXWⅠ—400型配水闸阀，配水闸阀直径DN400。

主排水泵房三台水泵电动机660V供电电源由主变电所直配，水泵房与主变电所之间装设联络信号。水泵起停的控制开关设于主变电所内。

变更：

（一）、设计依据 矿井正常涌水量20m3/h； 矿井最大涌水量30m3/h； 主排水泵房底板标高：+1093.20； 副斜井井口标高：+1190.17 井下水处理站标高：+1216.01；

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主排水管路由管子道沿副斜井井筒敷设至井下水处理站，垂高123m，管路长530m。 （二）、现有设备

矿方已采购并安装投入使用DF85-45×4型耐腐蚀多级离心泵3台，每台水泵选配YB3型 660V 75kW隔爆电动机驱动。敷设两趟φ133×4无缝钢管排水管路，采用“单泵单管”运行方式。

（三）、排水设备校验计算 1、排水设备所必须的排水能力： 矿井正常涌水量时：1.2×20=24m3/h 矿井最大涌水量时：1.2×30=36m3/h 所需扬程Hb=1.2×（123+4.5）=153m； 3、排水管路校验

dp850.1170.142 cm，选用排水管为φ133×4无缝钢管，吸水

900(1.52.2)管为φ159×4.5无缝钢管。排水系统图见图5-3-1。

4、管路阻力计算

取排水管径 Dx=125 mm，吸水管径 Dp=150 mm 排水管路阻力系数（单级） 新管期：R1＝

Hs12 ＝0.0011537 nQeHs2管路淤积期：R2＝2 ＝0.0019613 nQe排水系统单级运行特性方程： 排水管路运行初期：Hc=

Hgn＋R1Q2 =31.88+0.0044537Q2m

排水管路淤积后： Hc=

Hgn＋R2Q2 =31.88+0.0019163Q2m

5、水泵运行工况点参数

据选用水泵特性曲线确定每台水泵工况如下：（性能曲线见图5-3-2） 初期：QM1＝91m3/h，HM1＝168m，ηM1＝69％，电动机计算功率NM1＝57kw。

后期（管路积垢后）：QM2＝82m3/h，HM2＝180m，ηM2＝69％，电动机计算功率NM2＝55kw。

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6、水泵排水能力校验：

矿井正常涌水时，为三台水泵，一台工作，一台备用，一台检修；两趟排水管路，一趟工作，一趟备用。排水时间：初期5.28h，后期5.86h。

矿井最大涌水时，为三台水泵，一台工作，两台备用，两趟排水管路，一趟工作，一趟备用。排水时间：初期7.92h，后期8.78h。

7、主水泵吸水高度计算

HsHhsf(0.24H0)cho(NPSH)r4.17m 式中：

H——水泵安装地点的大气压力水头，H=9.2m(泵房标高+1093.20m) Vx——吸水管的流速

QM vx1.34m/s900dx2

hsf——吸水管的阻力损失；

2Lxvxhsf(xx)0.42m；

dx2gH0——矿水的饱和蒸汽压力，按t=10°计，H0=0.12m； c——水泵底座高于泵房地坪150mm； h0——水泵轴心高380mm； (NPSH)r——汽蚀余量4.2m； 吸水高度取Hx=4m满足要求。 （四）、主排水泵房及附属设施

主排水泵房按三台水泵两趟排水管路布置，水泵采用喷射泵无底阀启动方式，选用SBS型喷射泵（总成）三套，喷射泵以排水管路压力水为动力源，以井下洒水管压力水作为备用动力源。

水泵房配水井安设PXWⅠ—400型配水闸阀，配水闸阀直径DN400。 （五）、主排水泵房配电及控制

主排水泵房三台水泵电动机660V供电电源，由中央变电所直配，并直接控制起停。水泵房与中央变电所之间装设联络信号。

二、采区水设备

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原设计：

采区正常涌水量为20m3/h，最大涌水量为30m3/h，排水垂高 50m，水泵房至井下水处理站敷设排水管长820m。

选用MD85—45×2型矿用多级离心式水泵3台，每台水泵选配YB2型 660V n0=3000r/min 37kW隔爆电动机驱动。敷设两趟φ133×4无缝钢管排水管路，采用“单泵单管”运行方式。吸水管选用φ159×4.5无缝钢管。

水泵房配水井安设PXWⅠ—400型配水闸阀，配水闸阀直径DN400。

采区水泵房两台水泵电动机660V两回供电电源，引自井下主变电所。泵房内设QBZ-120/660V矿用隔爆真空电磁起动器，控制水泵起停。

变更：

（一）、设计依据 矿井正常涌水量20m3/h； 矿井最大涌水量30m3/h；

采区排水管路沿集中轨道大巷敷设至主水仓入口，垂高35m，管路长450m。 （二）、排水设备选型计算 1、排水设备所必须的排水能力： 矿井正常涌水量时：1.2×20=24m3/h 矿井最大涌水量时：1.2×30=36m3/h 所需扬程Hb=1.2×50=60m； 2 、水泵型号

采区排水设备为3台BQS80—20×5型矿用隔爆型潜水排水电泵，每台水泵配用一台660V 45kW YBQS充水式矿用隔爆型潜水电机。采区泵房至主水仓敷设两趟φ133×4无缝钢管排水管路，采用“单泵单管”运行方式。

3、排水管路校验

dp800.1130.137 cm，排水管选用φ133×4无缝钢管，排水系

900(1.52.2)统图见图5-3-3。

4、管路阻力计算 取排水管径 Dx=125 mm

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排水管路阻力系数（单级）

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新管期：R1＝

Hs12 ＝0.0008015 nQeHs2管路淤积期：R2＝2 ＝0.0013626 nQe排水系统单级运行特性方程： 排水管路运行初期：Hc=

Hgn＋R1Q2 =8.6+0.0008015Qm

2

排水管路淤积后： Hc=

Hgn＋R2Q2 =8.6+0.0013626Qm

2

5、水泵运行工况点参数

据选用水泵特性曲线确定每台水泵工况如下：（性能曲线见图5-3-4） 初期：QM1＝101m3/h，HM1＝86m，ηM1＝74％，电动机计算功率NM1＝32kw。

后期（管路积垢后）：QM2＝87m3/h，HM2＝95m，ηM2＝74％，电动机计算功率NM2＝31kw。 6、水泵排水能力校验：

矿井正常涌水时，为三台水泵，一台工作，一台备用，一台检修；两趟排水管路，一趟工作，一趟备用。排水时间：初期4.75h，后期5.52h。

矿井最大涌水时，为三台水泵，一台工作，两台备用，两趟排水管路，一趟工作，一趟备用。排水时间：初期7.13h，后期8.28h。

（三）、采区排水泵房及附属设施

采区排水泵房按三台水泵两趟排水管路布置。水泵房配水井安设PXWⅠ—400型配水闸阀，配水闸阀直径DN400。

（四）、主排水泵房配电及控制

采区排水泵房两回660V供电电源，引自井下中央变电所660V不同母线段。采区泵房内设3台KBZ-200型矿用隔爆型真空配电开关，其中2台进线，1台分段、联络；设3台QBZ-80型矿用隔爆型电磁启动器直接控制水泵启停；设1台矿用隔爆型照明信号变压器综合保护装置为泵房及通路提供127V照明电源。

第四节 压缩空气设备

原设计：

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地面无风动工具，仅为井下大巷综掘工作面风动工具用风，风动工具型号、数量及耗风量如下：MQT-70型单体锚杆机2台，每台耗风量3.6m3/min；PZ-5B型混凝土喷射机1台，每台耗风量8m3/min；ZQSJ型气动钻机1台，每台耗风量4.8m3/min。下井总人数60人（其中下井工人53人，管理人员6人）。

设计选用3台MLGF20/110G型螺杆空气压缩机，其中2台工作，1台备用。每台空气压缩机额定排气量为19.2m³/min，排气压力为0.85MPa，功率110kW，电压380V。压风干管选用φ133×4无缝钢管，支管选用φ76×4无缝钢管。

本次变更： 一、设计依据

地面无风动工具，仅为井下大巷综掘工作面风动工具用风，风动工具型号、数量及耗风量如下：MQT-120/0.5型单体锚杆机2台，每台耗风量3.6m3/min；PC51(B)型混凝土喷射机1台，每台耗风量8m3/min。下井总人数60人（其中下井工人53人，管理人员6人），紧急救援按最大班下井人数计算。

二、现有设备

矿方已采购并安装投入使用LG-20/8G型螺杆空压机3台，每台排气量20.0m3/min，排气压力0.80MPa，驱动电机功率110kW，电压380V，冷却方式为风冷式。

储气罐为3台C-4/0.8型储气罐：容量4m3，额定工作压力0.8MPa。 压风干管为φ133×4无缝钢管，压风支管为φ76×4无缝钢管。 三、设备校验

1、按风动工具用风量计算 Q＝α1.α2.γ.∑mi.qi.ki

＝1.2×1.15×1.03×（2×3.6×1+1×8×1）＝21.61m3/min 式中：α1＝1.2，沿管漏风系数；

α2＝1.15，机械磨损增加的耗气量系数； γ＝1.03，海拔高度修正系数； mi——同类风动工具台数； qi——空气消耗量； ki——同时使用系数。

空压机两台工作，一台备用，正常工作时风量为40m3/min，风量完全满足风动工具

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用风量需求。

2、按井下人员压风自救系统用风量计算

最大班下井人数计60人，按每人0.3m3/min计算所需风量： Q′＝α1.γn=1.2×60×0.3＝21.6m3/min

已有空压机两台工作，一台备用，正常工作时风量为40m3/min，风量完全满足最大班下井人员压风自救用风量需求。

3、压风管路计算

（1）、压风干管管径计算Q＝21.61m3/min，Lo＝1400m

0.370.2

d干6.563Q0.37l00.26.563×21.61×14000＝87.2mm

压气干管选用φ133×4无缝钢管，满足要求。 （2）、压风支管管径计算Q＝14m3/min，Lo＝1100m

0.370.2

d支6.563Q0.37l00.26.563×10.8×1200＝65.36mm

压气支管选用φ76×4无缝钢管，满足要求。 （3）、验算最远端管路压力损失

序号 1 2 3 4 管段号 A-B B-C C-D D-E 干、支管 干管 干管 干管 支管 通过自由空气量 3(m/min) 21.61 21.61 2.161 10.8 标准管径 (mm) φ133×4 φ133×4 φ133×4 φ76×4 实际长度 (m) 160 700 200 800 1.151601.8521.610.001776MPa50.1251.157001.85PBC101221.610.007769MPa50.1251.152001.85PCD101221.610.002220MPa 50.1251.15800PDE101210.81.850.051651MPa50.068PAB1012△P＝0.0017761＋0.007769+0.002220+0.051651＝0.063416MPa，即压风损失为0.63416×105帕＜1.47×105帕，符合发改能［2007］1456号文。

井上下压风管路敷设图见C1308-217G-01。

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四、比功率计算

q0Nz94.054.7kW/m3/min Q020NZNddj1100.90.9594.05kW 式中：q0——比功率；

Nz——空压机轴功率； Q0——空压机排气量； Nd——电动机输入功率； d——电动机效率，取0.9；

j——传动效率，取0.95.

由以上校验内容可知，矿方已实际投入使用的LG-20/8G型螺杆空压机配合φ133×4（干管）及φ76×4（支管）无缝钢管完全满足矿井风动工具及压风自救系统的压缩空气量、压力等需求。

五、压风设备配电

空压机房设低压配电室，两回380V供电电源引自矿井变电所380V母线不同母线段，一回工作，一回备用。配电室内选用GGD型低压配电柜，为压风机及附属冷干机、轴流风扇、照明配电箱等设备提供380/220V电源。

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第六章 电 气

第一节 供电电源

原设计：

矿井兼并重组后，全矿最大负荷有功功率为3552.7kW，设计采用10kV电源线路供电。矿方10kV电源一回引自腾飞35kV站，线路距离为10km，另一回引自新建的银宇35kV站（该站于2013年矿井投产前投入运行），线路距离5km；

设计变更：

根据供电部门的供电合同，矿井主电源作了调整。

矿井西南方向镇城底110kV站，主变容量2×50MVA，线路长度为8km。矿井东南方向有腾飞35KV站，主变容量2×10MVA，线路长度为10km。变电站地理位置见图11.1-2。

由于井下采煤设备调整负荷增加，全矿最大负荷有功功率为3552.7kW，设计采用10kV电源线路供电。矿方10kV主电源一回引自镇城底110kV站10KV母线段，线路距离8km；另一回备用电源引自腾飞35kV站10KV母线段，线路距离为10km。

供电地理位置接线示意图 11.1-2

第二节 电力负荷

原设计：

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全矿用电设备总台数：146台 用电设备工作总台数：129台 用电设备总容量：6462kW 用电设备工作容量：5660kW

全矿最大负荷计算有功功率：3947.4kW 全矿最大负荷计算无功功率：3336.2kW 自然功率因数：0.76 考虑最大负荷重合系数后， 计算负荷有功功率：3552.7kW； 计算负荷无功功率：3002.8kvar； 计算负荷视在功率：4651.7kVA； 自然功率因数：0.76

为提高功率因数，拟在10kV变电所10kV系统安装1800kvar无功补偿装置，补偿后10kV变电所10kV母线上最大负荷为：

计算负荷有功功率：3552.7kW； 计算负荷无功功率：1202.8kvar； 计算负荷视在功率：3750.8kVA； 补偿后功率因数：0.95

按年产量0.6Mt计算，全矿年耗电量1345.2x104kWh，吨煤电耗22.42kWh/t。 设计变更： 设计变更：

全矿用电设备总台数：145台 用电设备工作总台数：128台 用电设备总容量：5661kW 用电设备工作容量：4859kW

全矿最大负荷计算有功功率：3363.4kW 全矿最大负荷计算无功功率：2740.6kW 自然功率因数：0.78 考虑最大负荷重合系数后，

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计算负荷有功功率：3027.1kW； 计算负荷无功功率：2466.6kvar； 计算负荷视在功率：3904.8kVA； 自然功率因数：0.78

为提高功率因数，拟在10kV变电所10kV系统安装1800kvar无功补偿装置，补偿后10kV变电所10kV母线上最大负荷为：

计算负荷有功功率：3027.1kW； 计算负荷无功功率：666.6kvar； 计算负荷视在功率：3099.6kVA； 补偿后功率因数：0.98

按年产量0.6Mt计算，全矿年耗电量1152.5x104kWh，吨煤电耗19.21kWh/t。 矿井电力负荷统计见表6-2-1，变压器选择见表6-2-2。

第三节 送变电

一、电源线路的技术特征 原设计：

矿井最大计算负荷3552.7kW，线路最大运行电流216A。按经济电流选导线截面：S=Ig/J=216/0.9=240mm2。设计选用：LGJ-240。

校验压降：

银宇线压降U%=0.243×3.5527×5/100=4.32%<5%，满足；

腾飞线压降U%=0.243×3.5527×8/100=6.91%＞5%，不满足，改为400mm2，计算后，压降为4.89%，满足要求。

设计变更：

矿井最大计算负荷3027.1kW，线路最大运行电流181.8A。按经济电流选导线截面：S=Ig/J=181.8/0.9=202mm2。设计选用：LGJ-240。

校验压降：

按功率因数cosφ=0.98，单位电压损失[%/(MW·km)]计算：

uRXtan0.1370.3210.23310100.2012 2210UN1010

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主电源线路：镇城底线压降U%=0.201×3.027×8/100=4.87%＜5%，满足要求； 备用电源线路：腾飞线压降U%=0.201×3.027×10/100=6.08%＞5%，长期以来煤炭设计单位进行矿井供电系统设计时，电源线路的“事故压降”采用值一般为7％～8％。本矿井在一号线路停运，备用电源线路承担矿井全部负荷的最不利电源运行方式下，线路电压降计算值为6％，小于7％，可以满足《煤炭工业矿井设计规范》第11.2.3条对矿井电源线路送电能力的要求。

三、短路电流计算 1、短路电流 原设计：

设计按银宇35kV站35kV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。计算出本站各母线段短路电流如下：

基准容量为100MVA。短路计算结果见下表。 表6-3-1 10kV变电所短路参数表

短路参数 短路点 10kv变电站10kv母线 井下主变电所10kv母线 10kv变电站0.4kv母线 X标么值 2.07 2.16 5.67 Id短路电流（kA） 2.66 2.56 20.4 短路容量（MVA） 48.3 46.3 17.6 ish （kA） 6.77 6.49 51.93 Ish （kA） 4.04 3.87 0.96 注：表中 ish=2.55Id Ish=1.52I 设计变更：

设计按镇城底110kV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。计算出本站各母线段短路电流如下：

基准容量为100MVA。短路电流计算书详见图6-3-1。短路计算结果见下表。 表6-3-2 10kV变电所短路参数表

短路参数 短路点 10kv变电站10kv母线 井下主变电所10kv母线 10kv变电站0.4kv母线 X标么值 5.6 5.64 9.2 Id短路电流（kA） 0.98 0.97 15.69 短路容量（MVA） 17.8 17.7 1.08 ish （kA） 2.5 2.47 40 Ish （kA） 1.49 1.47 23.85 注：表中 ish=2.55Id Ish=1.52Id

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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35 mm2。10kV电流互感器允许使用的最小变比：50/5。

第四节 地面供配电

一、地面配电系统

1、高压配电系统（未变更）

地面10kV变电所以双回路10kV架空线向通风机房供电，以双回路10kV电缆线路向井下主变电所、副斜井提升机供电；以单回10kV电缆线路向综采设备库供电。

通风机房10kV电源采用LGJ-35架空线敷设（10kV电源线路不得共杆架设），至井下主变电所井下电缆沿主斜井敷设，其他高压配电点均采用沿电缆沟敷设或直埋。

2、低压配电系统： 原设计：

10kV变电所以双回路0.4kV电缆线路向副斜井绞车房、主斜井井口房、压风机房、锅炉房、主井空气加热室、副井空气加热室、井下水处理站、矿办公楼、生产系统、生活污水处理、灯房浴室联合建筑等一、二级负荷供电，以上双回电源均引自0.4kV不同母线段。以单回0.4kV电缆线路向机修车间、职工食堂、单身公寓及场地照明灯三级负荷供电。

设计变更：

10kV变电所以双回路0.4kV电缆线路向主斜井井口房、压风机房、锅炉房、主井空气加热室、副井空气加热室、井下水处理站、矿办公楼、生产系统、生活污水处理、灯房浴室联合建筑等一、二级负荷供电，以上双回电源均引自0.4kV不同母线段。以单回0.4kV电缆线路向机修车间、职工食堂、单身公寓、副斜井绞车房及场地照明灯三级负荷供电。

第五节 井下供配电

一、井下负荷及井筒电缆选择 1、井下负荷 原设计：

用电设备总台数：76台； 用电设备工作台数：70台； 用电设备总容量：4265.4kW ；

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用电设备工作容量：3933.4kW； 最大负荷有功功率：2768.6kW； 最大负荷无功功率：2713.4kvar； 最大负荷视在容量：3876.6kVA； 功率因数：0.71 设计变更：

用电设备总台数：75台； 用电设备工作台数：69台； 用电设备总容量：3464.4kW ； 用电设备工作容量：3132.4kW； 最大负荷有功功率：2184.6kW； 最大负荷无功功率：2117.6kvar； 最大负荷视在容量：3042.5kVA； 功率因数：0.72 2、井筒电缆选择 原设计：

按经济电流密度选择电缆截面，计算线路的最大正常工作电流：

P2738.6225.1A

IP3UNcos3100.71经济电流密度选：J=2

AIP225112.5mm2 J2选用MYJV22-8.7/10 3×150型煤矿用铜芯交联聚乙烯绝缘钢丝铠装聚氯乙烯护套电力电缆。

按电压损失校验：

地面变电所到井下主变电所电缆压降电流矩计算： U%2.76860.2151.10.654%

银宇线至井下主变电所全线压降为：4.32%+0.654%=4.974%

矿井下井电缆共2回，分别引自工业场地10kV变电所10kV不同母线段，引至井下主变电所电缆选用MYJV22—8.7/10kV、3×150mm2煤矿用交联聚乙烯绝缘钢带铠装聚氯乙烯护套电力电缆，长度1.1 km，沿副斜井井筒敷设（电缆附加可靠保护）。电压损失0.654%。两回下井电缆，一回工作，一回备用，当任一回电缆故障时，另一回路电缆能够保证井

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下全部供电负荷正常运行。

设计变更：

按经济电流密度选择电缆截面，计算线路的最大正常工作电流：

IPP3UNcos2184.6175.2A

3100.72经济电流密度选：J=2

AIP175.287.6mm2 J2选用MYJV22-8.7/10 3×150型煤矿用铜芯交联聚乙烯绝缘钢丝铠装聚氯乙烯护套电力电缆（利用矿方现有电缆）。

按电压损失校验：

地面10kV变电所到井下主变电所电缆压降计算：

U%2.1840.190.50.207%

井下主变电所到采区主变电所电缆压降计算：

U%1.80.2760.80.397%

采区主变电所到工作面移变电缆压降计算：

U%1.0820.4870.20.105%

因出站变电站距离福巨源煤矿距离较远，本次工程设两台SVR-6300kVA馈线自动调压器（调压器具体说明详见10kV变电所设计说明），架空进线进计量柜后经电缆引至SVR，再经电缆引出至10kV配电室上10kV。故井下电缆电压损失不需要考虑地面10kV变电所到镇城底变电站和腾飞变电站的架空线的电压损失。

地面10kV变电所至综采工作面移变全线压降为：0.207%+0.397%+0.105%=0.709% 矿井下井电缆共2回，分别引自工业场地10kV变电所10kV不同母线段，引至井下主变电所电缆选用MYJV22—8.7/10kV、3×150mm2煤矿用交联聚乙烯绝缘钢带铠装聚氯乙烯护套电力电缆，长度0.5km，沿副斜井井筒敷设（电缆附加可靠保护）。电压损失0.207%。两回下井电缆，一回工作，一回备用，当任一回电缆故障时，另一回路电缆能够保证井下全部供电负荷正常运行。

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、综采工作面

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原设计：

回采工作面设KBSGZY-1250、10/1.2kV、1250kVA 1台，给工作面设备及回风顺槽等低压负荷供电。设KBSGZY-1000、10/1.2kV、1000kVA 1台，给采煤机供电。

胶带顺槽口设KBSGZY-400、10/0.69kV、400kVA 1台，供胶带顺槽口胶带机及轨道顺槽低压负荷用电，以上3台移变共用1回10kV线路，引自采区变电所。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127V。

设计变更：

回采工作面设KBSGZY-800、10/1.2kV、800kVA 1台，给工作面设备及回风顺槽等低压负荷供电。设KBSGZY-400、10/1.2kV、630kVA 1台，给采煤机供电。

胶带顺槽口设KBSGZY-400、10/0.69kV、630kVA 1台，供胶带顺槽口胶带机及轨道顺槽低压负荷用电，以上3台移变共用1回10kV线路，引自采区变电所。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127V。

3、掘进工作面局部通风机供电 原设计：

掘进工作面局部通风机采用双风机双电源的供电方式，双风机双电源可实现自动切换。掘进工作面局扇采用“三专”供电，在采区变电所设2台局扇专用变压器KBSGZY-100 10/0.69kV 100kVA，1台变压器为备用，保证率100%，并实现风电闭锁和瓦斯电闭锁。以上局扇配电点配电装置采用KJZ-4x80/660SF双风机双电源自动切换装置，保证掘进工作面不停风。

设计变更：

掘进工作面局部通风机采用双风机双电源的供电方式，双风机双电源可实现自动切换。掘进工作面局扇采用“三专”供电，在采区变电所设2台局扇专用变压器KBSGZY-315 10/0.69kV 315 kVA（利用矿现有设备），1台变压器为备用，保证率100%，并实现风电闭锁和瓦斯电闭锁。以上局扇配电点配电装置采用KJZ-4x80/660SF双风机双电源自动切换装置，保证掘进工作面不停风。

第六节 矿井安全生产监控

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一、矿井安全生产监控系统 1、矿井安全生产监控系统 原设计：

福巨源煤矿生产能力0.6Mt/a，开采9号煤层属低瓦斯矿井，煤尘有爆炸危险性，煤层自燃。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。

设计选择KJ70N型煤矿安全生产监控系统一套，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）的通知的要求进行设备配置。

设计变更：

福巨源煤矿生产能力0.6Mt/a，开采9号煤层属低瓦斯矿井，煤尘有爆炸危险性，煤层自燃。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。

设计选择KJ160N型煤矿安全生产监控系统一套，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）的通知的要求进行设备配置。

3、安全生产监控系统配置 原设计：

（3）分站， KJ70N-F型，地面2台，设置在回风斜井通风机房1台，主斜井井口房1台，井下设置13台，设置在井下主变电所1台，集中胶带大巷及采区胶带大巷胶带机机头硐室各1台，大巷避难硐室各1台，回采工作面进风顺槽1台，回采工作面避难硐室各1台，掘进工作面进风巷各1台。

设计变更：

（3）分站， KJ160-F型，地面2台，设置在回风斜井通风机房1台，主斜井井口1台；井下设置12台，设置在井下主变电所1台，集中胶带大巷及采区胶带大巷胶带机机头

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硐室各1台，永久避难硐室内外各1台，回采工作面进风顺槽1台，回采工作面避难硐室各1台，采区变电所1台，顺槽掘进工作面各1台，大巷掘进工作面各1台，回风大巷测风站1台。

（4）甲烷传感器及各类传感器设置 原设计：

①甲烷传感器KGJ15型，布置在回采工作面上隅角、采掘工作面回风巷中，回风斜井井底总回风巷测风站中及避难硐室内。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、掘进机配置便携式甲烷检测报警仪。

在回风大巷设测风站。设置甲烷传感器1个，当甲烷浓度≥0.7%时报警。 地面封闭式储煤场内布置甲烷传感器4台。

②风速传感器KGF2型，布置在测风站及通风机风硐中。 ③风门传感器KGE12型，布置在主要风门处。

④水位传感器KGU7型，布置在主排水泵房主、副水仓及采区水仓中。

⑤电压传感器KGD8型、电流传感器KGD8型，布置在地面变电所下井回路各1台，井下主变电所及采区变电所主要馈电回路各1台。

⑥负压传感器KGY4型，布置在通风机风硐内、永久避难硐室内及移动救生舱内各1台。

⑦设备开停传感器，KGT9型，布置在局扇、主排水泵、采区水仓水泵、通风机、主斜井胶带机、副斜井提升机等。

⑧在井下配电点被控设备开关的负荷侧设置KGT16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处及避难硐室内设置一氧化碳传感器KGA3型，温度传感器KGW5型各1个。胶带机机头10m处设置KGN2型烟雾传感器1个。

⑩掘进工作面布置风筒传感器KGV6型。

11在井下主变电所主水泵房及采区泵房、一采区轨道巷无极绳绞车硐室设KGW5○

型温度传感器1个。

12采掘工作面回风顺槽设置GC1000J型粉尘浓度传感器各1个。 ○

13避灾硐室内外设置一氧化碳传感器KGA3各1个，○一氧化碳浓度不大于0.0024％，

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室内设置温度传感器KGW5型各1台，温度不高于35℃，二氧化碳传感器GRG5H型1台，氧气传感器GHY25型1台。

地面、井下测控点共设传感器169个，备用51个。设置分站14个，各分站及各类传感器的设置地点见表6-6-1。

表6-6-1 矿井安全监测系统传感器布置参考表

传感器名称 分站名称 (布置地点) 主斜井井口房分站 通风机房分站 主变电所分站1 二高低低浓 风一氧 设备 氧馈电 浓度烟雾 温度 风速 负压 风门 煤位 水位 粉尘 氧气电流 电压 瓦斯 筒 化碳 开停 化状态 Y t V h AD MW SW F O2 I U 瓦斯CH4 FT CO KT KD 碳CH4 CO2 4 1 1 1 1 4 1 1 1 1 1 1 1 6 2 1 2 1 2 2 2 1 1 1 2 1 2 1 1 1 2 1 1 2 3 3 2 1 2 1 1 2 1 1 1 1 1 1 8 1 2 2 1 2 4 6 2 2 2 2 2 2 2 1 1 2 2 1 3 1 2 2 2 6 1 3 2 2 3 3 13 3 1 2 2 2 7 2 2 2 4 8 1 2 2 4 8 1 2 2 1 4 1 1 11 2 永久避难硐室内分站2 1 永久避难硐室外分站3 2 集中胶带大巷胶带机机头硐室分站4 采区胶带大巷胶带机机头硐室分站5 9101回采工作面分站3 6 胶带顺槽移动救生舱分站7 轨道顺槽移动救生舱分站8 采区变电所分站 9 顺槽掘进工作面分站10 顺槽掘进备用工作面分站11 2 2 2 2 大巷掘进工作面分站2 12 大巷掘进备用工作面2 分站13 回风大巷测风站分站 1 14 装备量小计 备用量小计 23 21 19 21 3 6 20 10 3 2 各类传感器装备数量169个，备用数量51个，合计220个。 68 太原市明仕达煤炭设计有限公司

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设计变更：

①甲烷传感器GJC4型，布置在回采工作面上隅角、采掘工作面回风巷中，回风斜井井底总回风巷测风站中及避难硐室内。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、掘进机配置便携式甲烷检测报警仪。

在回风大巷设测风站。设置甲烷传感器1个，当甲烷浓度≥0.7%时报警。 地面封闭式储煤场内布置甲烷传感器4台。

②风速传感器GFW15型，布置在测风站及通风机风硐中。 ③风门传感器GFK50型，布置在主要风门处。

④水位传感器KGU7型，布置在主排水泵房主、副水仓及采区水仓中。

⑤电压传感器KGD8型、电流传感器KGD8型，布置在地面变电所下井回路各1台，井下主变电所及采区变电所主要馈电回路各1台。

⑥负压传感器GPD5型，布置在通风机风硐内、永久避难硐室内及移动救生舱内各1台。

⑦设备开停传感器，GKT5L型，布置在局扇、主排水泵、采区水仓水泵、通风机、主斜井胶带机、副斜井提升机等。

⑧在井下配电点被控设备开关的负荷侧设置DKJ0.3/660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处及避难硐室内设置一氧化碳传感器GTH500型，温度传感器GWD50型各1个。胶带机机头10m处设置GQL0.1(A)型烟雾传感器1个。

⑩掘进工作面布置风筒传感器KG5009型。

11在井下主变电所主水泵房及采区泵房、一采区轨道巷无极绳绞车硐室设KGW5○

型温度传感器1个。

12采掘工作面回风顺槽设置GC1000J型粉尘浓度传感器各1个。 ○

13避灾硐室内外设置一氧化碳传感器GTH500各1个，一氧化碳浓度不大于○

0.0024％，室内设置温度传感器GWD50型各1台，温度不高于35℃，二氧化碳传感器GRG5H型1台，氧气传感器GHY25型1台。

地面、井下测控点共设传感器167个，备用51个。设置分站14个，各分站及各类传感器的设置地点见表11-6-1。

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表11-6-1 矿井安全监测系统传感器布置参考表

传感器名称 分站名称 (布置地点) 主斜井井口房分站 通风机房分站 主变电所分站1 二高低低浓 风一氧 设备 氧馈电 浓度烟雾 温度 风速 负压 风门 煤位 水位 粉尘 氧气电流 电压 瓦斯 筒 化碳 开停 化状态 Y t V h AD MW SW F O2 I U 瓦斯CH4 FT CO KT KD 碳CH4 CO2 4 1 1 1 1 4 1 1 1 1 1 1 1 6 2 1 2 1 2 2 2 1 1 1 2 1 2 1 1 1 2 1 1 2 3 3 2 1 2 1 1 2 1 1 1 1 1 1 8 1 2 2 1 2 4 6 2 2 2 2 2 2 2 1 1 2 2 1 3 1 2 2 2 6 1 3 2 3 3 11 3 1 2 2 2 7 2 2 2 4 8 1 2 2 4 8 1 2 2 1 4 1 1 11 2 永久避难硐室内分站2 1 永久避难硐室外分站3 2 集中胶带大巷胶带机机头硐室分站4 采区胶带大巷胶带机机头硐室分站5 9101回采工作面分站3 6 胶带顺槽移动救生舱分站7 轨道顺槽移动救生舱分站8 采区变电所分站 9 顺槽掘进工作面分站10 顺槽掘进备用工作面分站11 2 2 2 2 大巷掘进工作面分站2 12 大巷掘进备用工作面2 分站13 回风大巷测风站分站 1 14 装备量小计 备用量小计 23 21 19 21 3 6 20 10 3 2 各类传感器装备数量167个，备用数量51个，合计218个。 矿井安全生产监控系统配置见《矿井安全生产监控系统图》C1308G-274-1。

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矿井安全生产监控系统断电控制原则系统图见图C1308G-274-3。 5、井下作业人员移动目标监测跟踪系统 原设计：

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KJ69J型井下人员考勤定位监控系统。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。

设计变更：

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KJ301型井下人员考勤定位监控系统。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。

第七节 通信系统

一、地面通信系统 原设计：

1、设计选择KTJ4H型矿用程控通信交换机255门。行政、调度合一。通信交换机设置在矿办公楼内。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、绞车房、通风机房、压风机站、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120门、调度用户数量100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，至风井场地等偏远地点采用电杆架设方式。

设计变更：

1、设计选择KTJ-8000型矿用程控通信交换机208门。行政、调度合一。通信交换机设置在矿办公楼内。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、绞车房、通风机房、压风机站、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144门、调度用户数量60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，至风井场地等偏远地点采用电杆架设方式。

四、井下移动通信系统 原设计：

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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。

设计选用KT25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1台。下井电缆采用4芯光缆，井下设置矿用光纤耦合箱1台，防爆基站控制箱KTW17,2台，电源箱KDW56,2台，基站KTW15,4台，矿用基站线路延伸器KLT13,2台，光纤分线盒4个，矿用本安手机100个。

设计变更：

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。

设计选用KT109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1台。下井电缆采用4芯光缆，防爆基站控制箱KT109-K,9台,电源箱KDW660/48B, 9台，基站KT109-F, 9台，光纤分线盒4个，矿用本安手机200个。

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第七章 地面建筑

第一节 工业建筑物与构筑物

一、设计原则

满足工艺要求是工业建筑设计的主导思想，并考虑了抗震要求，防火要求及采光、通风等因素，力求贯彻标准化、模数化的原则。

新建工业建（构）筑物力求建立统一的建筑风格，施工图设计中对立面设计，外部装修等统筹安排。

二、结构设计

根据生产系统中各建（构）筑物的具体情况和工艺要求，力求经济合理，便于施工，同时结合当地的实际情况，就地取材，以求降低工程造价，对各新建（构）筑物及生产系统分别采用常用的砖混结构、框架结构及钢结构。

地面建筑设计依据

1、《煤炭工业矿井设计规范》 （GB50215-2005）

2、《建筑抗震设计规范》 （GB50011-2001）（2008年版） 3、《建筑结构荷载规范》 （GB50009-2001）（2006年版） 4、《建筑设计防火规范》 （GB50016-2006）

5、《钢结构设计规范》 （GB50017-2003） 6、《建筑地基基础设计规范》 （GB50007-2002） 7、《混凝土结构设计规范》 （GB50010-2002） 8、《构筑物抗震设计规范》 （GB50191-93） 9、《矿井主要通风机站设计规范》 （GB 50450-2008） 10、《煤炭工业供热通风与空气调节设计规范》（GB/T50446-2008） 11、《建筑工程抗震设防分类标准》 （GB 50223-2008）

矿井部分地面生产系统主要由主副斜井井口房、封闭式原煤储煤仓、锅炉房及胶带输送机栈桥等组成。

1） 主斜井井口房

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主体二层，采用框架结构，钢筋混凝土独立基础，维护结构采用粘土烧结承重多孔砖。

2） 栈桥

栈桥根据建设高度，栈桥底板高度5米以下采用钢筋混凝土框架结构，钢筋混凝土独立基础，维护结构采用保温夹芯彩钢板，夹芯材料为岩棉；底板高度5米以上采用钢桁架结构，钢筋混凝土独立基础，维护结构采用保温夹芯彩钢板，夹芯材料为岩棉。

3）封闭式原煤储煤仓结构形式为轻钢结构,钢筋混凝土独立基础,维护结构为夹芯保温压型钢板，夹芯材料为岩棉。

以上各主要建（构）筑物设计，抗震设防烈度为7度，设计基本地震加速度值为0.15g，钢筋混凝土结构抗震等级为三级，地基基础设计等级为丙级，结构安全等级为二级，生产类别为丙类，耐火等级为二级，设计使用年限50年。

三、主要建（构）筑物的抗震设防等级及抗震措施

根据中华人民共和国国家标准《建筑抗震设防分类标准》（GB50223-2008）、《建筑抗震设计规范》（GB50011-2010）中规定，采煤生产建筑中，矿井的提升、通风、供电、供水、通信和瓦斯排放系统，抗震设防类别应划为重点设防类，简称乙类，应按高于本地区抗震设防烈度一度的要求加强其抗震措施。本工程场区设防烈度为7度，本次设计中通风机配电间、水源工程等建筑按8度设防加强抗震措施。

建（构）筑物主要抗震措施有： 1、结构构件要符合下列要求：

1）砌体结构按规定设置钢筋混凝土圈梁和构造柱、芯柱，或采用配筋砌体等。 2）混凝土结构构件控制截面尺寸和纵向受力钢筋与箍筋的设置，防止剪切破坏先于弯曲破坏、混凝土的压溃先于钢筋的屈服、钢筋的锚固先于构件破坏。

3）钢结构构件避免局部失稳或整个构件失稳。 4）多、高层的混凝土楼、屋盖优先采用现浇混凝土板。 2、结构材料性能指标，要符合下列最低要求： 1）砌体结构材料要符合下列规定：

（1）烧结普通砖和烧结多孔砖的强度等级不低于MU10，其砌筑砂浆强度等级不低于M5；

（2）混凝土小型空心砌块的强度等级不低于MU7.5，其砌筑砂浆强度等级不低于

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M7.5。

2）混凝土结构材料应符合下列规定：

（1）混凝土的强度等级，框支梁、框支柱及抗震等级为一级的框架梁、柱、节点核芯区，不低于C30； 构造柱、芯柱、圈梁及其它各类构件不低于C20；

（2）抗震等级为一、二级的框架结构，其纵向受力钢筋采用普通钢筋时，钢筋的抗拉强度实测值与屈服强度实测值的比值不小于1.25；钢筋的屈服强度实测值与强度标准值的比值不大于1.3；且钢筋在最大拉力下的总伸长率实测值不小于9%。

3）钢结构的钢材应符合下列规定：

（1）钢材的屈服强度实测值与抗拉强度实测值的比值不大于0.85； （2）钢材要有明显的屈服台阶，且伸长率不应小于20%； （3）钢材要有良好的焊接性和合格的冲击韧性。 各建（构）物结构特征表详见表7-1-1。 建（构）筑物总面积为5066.12m2； 建（构）筑物总体积为：50598.42m3； 皮带走廊斜长为：43m。

第二节 行政、生活福利建筑

一、行政、生活福利建筑面积

工业场地行政、公共建筑面积，按矿井生产能力0.6Mt/a，原煤生产人员在籍人数为362人，矿井职工在籍人数为391人；依据《煤炭工业矿井设计规范》指标可计算出各项建筑面积。为节约投资，结合当地实际情况，职工单眷比按8：2计算确定，单身宿舍每人按15m/人计算，单身职工人数为391×0.8=312.8人,取313人。住宅及其公用设施应依托社会解决。

根据生产需要，需新建灯房浴室联合建筑、职工食堂、单身公寓楼等建筑。 职工食堂为1层钢结构建筑，钢筋混凝土独立基础。耐火等级为二级。

单身公寓楼为工人宿舍1栋3层钢结构建筑，二~三人间，钢筋混凝土独立基础。耐火等级为二级。

灯房浴室联合建筑包括矿灯房、自救器室、浴室、更衣室等，浴室男职工采用淋浴和池浴方式。女职工全部采用淋浴。更衣室内家庭服与工作服分开放置，一人两柜。矿

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2

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灯房和自救器室采用发放式管理方式。结构形式为4层框架结构，钢筋混凝土独立基础。耐火等级为二级。

新建行政、公共建筑物力求与工业建筑建立统一的建筑风格，施工图设计中对立面设计，外部装修等统筹安排。

工业场地行政、公共建筑面积详见表7-2-1。

工业场地行政、公共建筑物及构筑物特征表详见表7-2-2。 工业场地行政、公共建筑面积为5756.35m2 ， 工业场地行政、公共建筑体积为21976.11m3， 二、井口浴室设备数量计算 1、入浴人数

总入浴人数按原煤生产最大班出勤人数的1.35倍计算，女职工入浴人数按总入浴人数的10％计算。

入浴总人数：90×1.35＝121.5人=122人 其中：男职工122×90％＝109.8人＝110人 女职工122×10％＝12.2人＝13人 2、入浴方式

男职工淋浴和池浴各占50％，女职工全部按淋浴考虑。 男职工淋浴、池浴人数各为110×50％＝=55人 女职工淋浴人数13人 3、浴池面积计算

浴池面积按每职工0.2m2计算 则浴池面积为0.2m2×55＝11m2 4、淋浴器数量计算

男职工淋浴每5人一个，池浴每20人一个。 55/20＋55/5＝13.75个＝14个

女职工淋浴器每4人一个 13/4＝3.25个＝4个 5、洗脸盆计算

按入浴人数每30人一个

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男职工洗脸盆110/30＝3.7＝4个 女职工洗脸盆13/30＜1个，按1个设置 6、更衣柜计算

井下工人每人2个柜；地面工人和管理人员，一半每人2个柜，一半每人一个柜。女职工占管理人员5％，地面工人中10％为女工。另留按设计衣柜数量增加30％的备用位置。

男女职工更衣柜为：［（275＋64/2＋23/2）×2＋（64/2＋23/2）×1］×1.3＝884.7＝885个

其中：女更衣柜为（23×0.05＋64×0.1）×1.5×1.3＝14.7＝15个 男更衣柜为885-15=870个

浴室设备数量表

序号 1 2 3 4 5 6 7 项目名称 男浴池净面积 男淋浴器数 女淋浴器数 男更衣柜 女更衣柜 洗脸盆 蹲便器 单 位 m 个 个 个 个 个 个 2计算数量 11 14 4 870 15 5 采用数量 11 14 4 870 15 5 4 备 注 男4、女1 男3、女1 三、矿灯房 矿灯管理采用集中管理方式。矿灯量按原煤生产人员在籍人数的1.5倍计，共配备矿灯362x1.5=543个

自救器管理采用集中管理方式。自救器量按原煤生产人员在籍人数的1.5倍计，共配备自救器362x1.5=543个

矿灯房、储液室、存储室以及检修室的地面均采用耐酸、碱的磁砖地面。

第三节 主要建（构）筑物变更对比表

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第八章 给水排水

第一节 给水

一、用水量计算 1、原初步设计

表8－1－1 用水量计算表

用水人数 序号 用水项目 用水量 设计秒 流量 (L/s) 0.42 0.50 1.81 1.35 0.53 0.79 0.73 6.13 7.39 0.61 2.22 0.98 0.63 7.19 19.02 2.50 5.00 30.15 备注 用水标准 日用水量 时不均 最大时 一昼夜 最大班 匀系数 流量 (m3/d) (K) (m3/h) 289 289 391 淋浴器18个 大池面积11m2 190 8000 3530 90 90 40L/人班 25L /人餐 40L/人日 540L/h 水深0.7m 80L/kg 按20％ 2L/m2·次 2L/m2·次 按10％ 24 h补充 11.56 14.45 39.10 38.88 30.80 22.80 31.52 189.11 478.96 35.0 16.00 14.12 54.41 414.0 1012.49 216 432 1633.60 2.5 1.5 2.0 1.0 1.0 1.5 2 1.50 1.81 6.52 4.86 1.93 2.85 2.63 22.08 26.61 2.19 8.00 3.53 2.27 25.88 68.47 9.00 18.0 108.55 一 1 2 3 3 4 8 二 1 2 3 4 5 6 三 2 3 生活用水 生活用水 食堂用水 单身公寓用水 洗澡用水 A.淋浴用水 B.池浴用水 洗衣房用水 其它未计用水 小计 生产用水 井下防尘洒水 锅炉房用水 绿化洒水 道路洒水 其它未计用水 黄泥灌浆用水 小计 消防用水 井下消防用水 地面消防用水 合 计 每日两餐 每日两次

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2、初设变更

表8－1－1 用水量计算表

用水人数 序号 用水项目 用水量 设计秒 流量 (L/s) 0.42 0.50 1.81 1.35 0.53 0.79 0.73 6.13 4.51 0.61 2.22 0.98 0.63 8.95 2.50 3.75 15.2 备注 用水标准 日用水量 时不均 最大时 一昼夜 最大班 匀系数 流量 (m3/d) (K) (m3/h) 289 289 391 淋浴器18个 大池面积11m2 190 8000 3530 90 90 40L/人班 25L /人餐 40L/人日 540L/h 水深0.7m 80L/kg 按20％ 2L/m2·次 2L/m2·次 按10％ 24 h补充 11.56 14.45 39.10 38.88 30.80 22.80 31.52 189.11 260 35.0 16.00 14.12 54.41 379.53 216 324 919.53 2.5 1.5 2.0 1.0 1.0 1.5 2 1.50 1.81 6.52 4.86 1.93 2.85 2.63 22.08 16.25 2.19 8.00 3.53 2.27 32.24 9.00 13.5 54.74 一 1 2 3 3 4 8 二 1 2 3 4 5 三 2 3 生活用水 生活用水 食堂用水 单身公寓用水 洗澡用水 A.淋浴用水 B.池浴用水 洗衣房用水 其它未计用水 小计 生产用水 井下防尘洒水 锅炉房用水 绿化洒水 道路洒水 其它未计用水 小计 消防用水 井下消防用水 地面消防用水 合 计 每日两餐 每日两次 二、地面给水系统及主要供水构筑物 1、原初步设计

生产、生活及消防兼用供水系统

地下水水源由深井潜水泵提升后经输水管输送至矿井工业场地清水池，经二级加压泵站加压后用于工业场地生产、生活、消防用水。

供水系统主要构筑物及设备如下：

1、清水池：V=600m3，D=14.1m，H=4.0m，一座 2、高山水池：V＝50m D＝4.5m H＝3.5m 钢砼池一座

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3

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3、加压泵房一座：生产生活泵两台，型号为IS80-65-160型，Q=30m3/h，H=36m，N＝7.5kw。二氧化氯发生器两台，型号为kWⅡ-3，Q=20g/h，N=0.25kW。消防水泵两台，一用一备，型号为IS100-65-250型，Q=100m3/h，H=80m，N＝37kw。排水泵一台，型号WQ7.8-8.5-0.55型，Q＝7.8m3/h，H＝8.5m，N＝0.55kw。

高山水池(V=50m3)生产生活泵深井输水管清水池V=600m3消防泵给水系统图工业场地给水管网用水点补充井下洒水及黄泥灌浆用水

2、初设变更

生产、生活及消防兼用供水系统

地下水水源由深井潜水泵提升后经输水管输送至矿井工业场地高位清水池，再由清水池出水管自流至工业场地给水管网使用。

供水系统主要构筑物及设备如下：

1、清水池：V=600m3，D=14.1m，H=4.0m，一座，水池底标高为+1245m。 给水系统为

深井 V=600m3高位清水池 工业场地消防及生活给水管网 用水点 三、井下水处理站 1、原初步设计

矿井投产后，井下正常涌水量为20m3/d，最大涌水量为30m3/d。经净化处理后可作为井下消防洒水及地面防尘洒水用水。井下水处理站最大处理能力为30m3/h，处理采用混凝、沉淀、过滤、消毒等工艺。

井下消防洒水供水系统主要构筑物及设备如下：

1、调节池：选用V=200m3，D＝9.0m，H＝3.5m，钢砼池一座。内设提升泵二台，一用一备，型号为65WQ37-13-3型，Q=37m3/h，H=13m，N=3.0kW。

2、综合净化间：砖混结构一座，内设自冲洗式净水器一台，型号为ZNYG-30型，Q=30m3/h，加药装置一台，型号为JY-Ⅱ型，N=0.75kW，二氧化氯消毒发生器一台，型号为HLT－400型，Q＝20g/h，N＝2.5kw，管道混合器一只，型号为SGH50型，潜污泵1

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台，型号为QX10-10J，Q=10m3/h，H=10m，N＝0.75kw。另外，煤泥水处理设备亦设于该净化间内：全自动板框压滤机一套，XMY10-350型，N＝1.2kW，B=5m2。

3、清水池：选用V=300m3，D＝11.1m，H＝3.5m，钢砼池一座。 4、备用水池：V＝200m3 D＝9.0m H＝3.5m 钢砼池一座 2、初设变更

矿井投产后，井下正常涌水量为20m3/d，最大涌水量为30m3/d。经净化处理后可作为井下消防洒水及地面防尘洒水用水。井下水处理站最大处理能力为40m3/h，处理采用混凝、沉淀、过滤、消毒等工艺。

井下消防洒水供水系统主要构筑物及设备如下：

1、调节池：选用V＝231m3,3.7*15.6m，H＝4m，地下式钢砼池一座。内设提升泵二台，一用一备，型号为WQ36-15-4，N=4.0kW。

2、综合净化间：砖混结构一座，内设净水器一台，型号为ZWXG-40型，Q=40m3/h；絮凝加药装置一套，型号为ZWJY-500X；混凝加药装置一套，型号为ZWJY-300X；消毒加药装置一套，型号为ZWJY-300XD；机械过滤器一台，型号为ZWGL-40；二级提升泵两台，一用一备，型号为WQ36-25-7.5型，N=7.5kw；板框压滤机一套，B=20m2。

3、清水池： V＝278m3，6*10.3m，H＝4.5m，地下式钢砼池一座 4、备用水池: V＝143m3，6*5.3m，H＝4.5m，地下式钢砼池一座

第二节 排水

一、生活污水处理站 1、原初步设计

生活污水处理站设备选型：

1、调节池：选用V=50m3，D＝4.5m，H=3.5m钢砼水池1座，内设提升泵二台，型号为50QW10-10-0.75，Q=10m3/h，H=10m，N=0.75kW。

2、地埋式生活污水处理设备一套，型号为WSZ-AO-7.5型，内各配风机HC型1台，总功率N=4.5kW。

3、格栅消毒间：内设XQ-500型细格栅及粗格栅LHG-0.5型各一套，HLT-100型二氧化氯消毒装置一套。

4、深度处理间：内设ф800的机械过滤器和活性炭过滤器各一台。

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2、初设变更

生活污水处理站设备选型：

1、调节池：选用V＝63m3，3.5*4.5m，H＝4m，地下式钢砼池一座，内设提升泵二台，型号为WQ8-10-1，Q=8m3/h，H=10m，N=1kW。

2、二级接触氧化池池一座，Q=7.5m³/h，内配曝气机两套，型号为JA31-50型；混合液回流泵及污泥回流泵各一台，型号为WQ10-10-1型；过滤器提升泵两台，型号为WQ8-20-2.2型，一用一备。

3、设备间：内设人工格栅两套，型号为ZWGS-10型及ZWGS-5型；消毒装置一套，型号为ZWJY-100A型；石英砂过滤器一台，ф1000mm。

第三节 消防及洒水

一、地面消防 1、原初步设计

工业场地地面消防采用临时高压制。同一时间火灾次数按一次考虑，火灾地点按支护材料堆场考虑，消防流量按20L/s设计，火灾延续时间为6h，则一次消防用水量为432m3。消防用水储存在清水池中，水池内设有消防水不被动用的设施。消防用水补充时间为24h。

2、初设变更

工业场地同一时间内火灾次数为一次，消防采用常高压制。消防用水量按封闭式储煤场考虑, 消防流量为30L/s,其中:室内消火栓系统为10L/s,室外消火栓系统为20 L/s，火灾延续时间为3h,则消防用水量324m3/次。消防用水储存在工业场地V=600m³高位清水池中，消防用水补充时间为24h。

消防用水最不利点为单身公寓顶层，高位水池标高约为+1245m，单身公寓标高为+1202.02m，楼高10.68m，水池底高于该建筑25m，发生消防时，可以满足本地点消防所需的水压。

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第九章 采暖、通风及供热

第一节 井筒防冻

一、原初步设计

矿井共设二个进风井：其中主斜井进风量26m3/s，副斜井进风量34 m3/s，室外计算温度为-21.4℃。空气加热温度为40℃，入井混合温度为2℃，热媒为0.3MPa饱和蒸汽，由锅炉房专管提供。本设计在主斜井及副斜井井口旁分别设置空气加热室，耗热量及设备选型如下：

1、主斜井空气加热室

主斜井耗热量Q=1.2×1110×1.163×23.4×26=94.25×104w，空气加热室内设一台热风机组，型号为HDRFJ3.5-30/40-Z型，热功率Q=996KW；电机功率N=7.5kw/台。

2、副斜井空气加热室

副斜井耗热量Q=1.2×1110×1.163×23.4×34=123.25×104w，空气加热室内设一台热风机组，型号为HDRFJ5-25/40-Z型，热功率Q=1423KW；电机功率N=15kw/台。

二、初设变更

设两个进风井，主井进风量变更为30m3/s，副井进风量变更为39m3/s。

1、主斜井空气加热室

主斜井耗热量Q=1.2×1110×1.163×（21.4+2）×30=108.75×104w，空气加热室内设两台热风机组，型号为BKJZ-40型，热功率Q=996KW；电机功率N=7.5kw/台。

2、副斜井空气加热室

副斜井耗热量Q=1.2×1110×1.163×（21.4+2）×39=141.4×104w，空气加热室内设两台热风机组，型号为BKJZ-55型，热功率Q=1423KW；电机功率N=15kw/台。

第二节 锅炉房设备

一、原初步设计 1、各建筑物耗热量统计

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各建筑物耗热量详见表9-2-1。

表9-2-1 地面建筑物耗热量计算表 室外计算温度-12℃

顺序 一 1 2 建筑物名称 生产系统 主斜井井口房 井口房至封闭式 原煤储煤仓栈桥 副井井口房 主井空气加热室 副井空气加热室 绞车房 通风机房 高位翻车机房 压风机房 小 计 生产辅助系统 消防材料库 机修车间 器材库 综采设备库 综合净化间 油脂库 岩粉库 加压泵房 深度处理间 锅炉房 小计 行政福利系统 办公楼 室内采暖采暖建筑单位体积 室内外 计算温度物体积采暖热指标 温度差 （℃） （m3） （w/m3·k） （℃） 11 5 15 11 26m3/s 34m3/s 15 15 15 15 5 15 5 5 15 5 5 15 5 11 18 18 18 18 18 18 18 1588.23 561.6 2156.35 687.4 268.13 268.13 925 1007.5 351.0 734.4 325.0 3782.0 531.25 3782.0 604.5 81.25 221.0 338.0 359.13 2026.5 8160.7 7581.7 2720.4 14994.0 504.0 162.0 225.23 1.9 2.5 1.7 2.3 2.8 2.8 2.1 2.1 2.7 2.2 2.3 1.2 1.7 1.2 2.0 3.3 2.9 1.6 1.6 1.7 0.7 0.7 2.0 0.6 1.7 2.3 2.0 23 17 27 23 23 23 27 27 27 27 17 27 17 17 27 17 17 27 17 23 30 30 30 30 30 30 30 耗热量（×104w） 采暖 6.94 2.39 9.90 3.64 1.73 1.73 5.24 5.71 2.56 4.36 44.19 1.27 12.25 1.54 7.72 3.26 0.46 1.09 1.46 0.98 7.92 37.95 17.14 15.92 16.32 26.99 2.57 1.12 1.35 81.41 通风 5 10 15 供热 94.25 123.25 217.50 25 25 合计 6.94 2.39 9.90 3.64 95.98 124.98 5.24 5.71 2.56 4.79 261.69 1.27 12.25 1.54 7.72 3.26 0.46 1.09 1.46 0.98 7.92 37.95 17.14 45.92 16.32 26.99 2.57 1.12 1.35 121.41 3 封闭式原煤储煤仓 4 5 6 7 8 9 10 二 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 三 1 2 灯房浴室联合建筑 3 4 5 职工食堂 单身公寓 井口等待室 6 门卫室（主入口） 7 门卫室（次入口） 小计

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表9-2-1 地面建筑物耗热量计算表 室外计算温度-12℃

顺序 建筑物名称 合计 室内采暖采暖建筑单位体积 室内外 计算温度物体积采暖热指标 温度差 （℃） （m3） （w/m3·k） （℃） 耗热量（×104w） 采暖 163.55 通风 15 供热 242.5 合计 421.05 2、锅炉房配备 在工业场地内新建一座锅炉房集中供热。根据2010年4月31日太原市环保局印发的并环发2010（41）文“关于印发《太原市燃煤污染防治技术政策（试行）》的通知”，为了控制燃煤污染，实现节能减排目标，太原市市区外环高速路以内的区域鼓励使用清洁能源，不具备使用条件的优先推广节能、高效和燃料便于控制的生物质或水煤浆锅炉。根据这一政策，矿方优先考虑选用新型高效的生物质环保锅炉供热，锅炉房设有两台DZL4-1.25-M型生物质蒸汽炉，采暖期两台锅炉同时运行供全矿井采暖及供热，非采暖期运行一台DZL4-1.25-M型生物质蒸汽炉供浴室食堂供气，采暖用热水由汽水换热机组提供；汽水换热机组型号为SLZQIII-N-1.4型，辅机均由锅炉配套；除尘器使用两台XTD-4T型布袋除尘器。除尘效率大于90%。锅炉房烟囱高度为35米，上口直径为0.8米。

二、初设变更

1、初设变更后各建筑物耗热量统计 初设变更后各建筑物耗热量详见表9-2-2。

表9-2-2 地面建筑物耗热量计算表 室外计算温度-12℃

顺序 一 1 2 建筑物名称 生产系统 主斜井井口房 井口房至封闭式 原煤储煤仓栈桥 副井井口房 主井空气加热室 副井空气加热室 绞车房 通风机房 高位翻车机房 压风机房 室内采暖采暖建筑单位体积 室内外 计算温度物体积采暖热指标 温度差 （℃） （m3） （w/m3·k） （℃） 11 5 15 11 30m3/s 39m3/s 15 15 15 15 1588.23 561.6 2156.35 687.4 268.13 268.13 925 1007.5 351.0 734.4 1.9 2.5 1.7 2.3 2.8 2.8 2.1 2.1 2.7 2.2 23 17 27 23 23 23 27 27 27 27 耗热量（×104w） 采暖 6.94 2.39 9.90 3.64 1.73 1.73 5.24 5.71 2.56 4.36 通风 供热 108.75 141.4 合计 6.94 2.39 9.90 3.64 95.98 124.98 5.24 5.71 2.56 4.79 3 封闭式原煤储煤仓 4 5 6 7 8 9 10

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表9-2-2 地面建筑物耗热量计算表 室外计算温度-12℃

顺序 二 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 三 1 建筑物名称 小 计 生产辅助系统 消防材料库 机修车间 器材库 综采设备库 综合净化间 油脂库 岩粉库 加压泵房 深度处理间 锅炉房 小计 行政福利系统 办公楼 室内采暖采暖建筑单位体积 室内外 计算温度物体积采暖热指标 温度差 （℃） （m3） （w/m3·k） （℃） 5 15 5 5 15 5 5 15 5 11 18 18 18 18 18 18 18 325.0 3782.0 531.25 3782.0 604.5 81.25 221.0 338.0 359.13 2026.5 8160.7 7581.7 2720.4 14994.0 504.0 162.0 225.23 2.3 1.2 1.7 1.2 2.0 3.3 2.9 1.6 1.6 1.7 0.7 0.7 2.0 0.6 1.7 2.3 2.0 17 27 17 17 27 17 17 27 17 23 30 30 30 30 30 30 30 耗热量（×104w） 采暖 44.19 1.27 12.25 1.54 7.72 3.26 0.46 1.09 1.46 0.98 7.92 37.95 17.14 15.92 16.32 26.99 2.57 1.12 1.35 81.41 163.55 通风 5 10 15 15 供热 250.15 25 25 275.15 合计 261.69 1.27 12.25 1.54 7.72 3.26 0.46 1.09 1.46 0.98 7.92 37.95 17.14 45.92 16.32 26.99 2.57 1.12 1.35 121.41 453.7 2 灯房浴室联合建筑 3 4 5 职工食堂 单身公寓 井口等待室 6 门卫室（主入口） 7 门卫室（次入口） 小计 合计 2、锅炉房配备 由上表可知，考虑1.2的管网损失系数后，锅炉房总热负荷为453.7×1.2×104=544.44×104w。

根据山西省环境保护厅晋环函【2011】2760号“关于《山西华润煤业有限公司福巨源煤矿600kt/a矿井兼并重组整合项目环境影响报告书》的批复，工业场地锅炉房设一座锅炉房集中供热，锅炉房内设2台DZL2-1.25-AII型燃煤蒸汽锅炉、一台DZL4-1.25-AII型燃煤蒸汽锅炉，辅机均由锅炉配套。锅炉房总供热能力为560×104w，满足矿井采暖、供热需要。锅炉配置合理。

锅炉房设一座烟囱，高度为35m、出口内径为1.0m。采暖期三台锅炉同时运行，非采暖期运行一台2t/h蒸汽锅炉。锅炉除尘采用布袋除尘+高效脱硫装置，4t/h锅炉选用

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PPW32-6型布袋除尘器一台+ LP-4型脱硫塔一台；两台2t/h锅炉选用PPW32-3型布袋除尘器各一台+ LP-2型脱硫塔各一台；锅炉软水采用HY-15型全自动软水器一台；采暖用热水由一台BGH500-20-1.6型波节管换热器提供，洗浴用热水由一台SFV1600-5-1.0/0.6型容积式换热器提供。

第十章 总平面布置及防洪排涝

一、目前进展

目前矿井工业场地内部分建构筑物已开工建设。 二、变更原因

根据矿方的设计委托及矿方实测的工业场地现状图，地面建构筑物作相应调整。 三、变更前后对比 （一）变更前

鉴于该矿工业场地已基本形成规模，地面总平面布置本着充分利用现有场地及地面设施为原则， 并根据建、构筑物性质及使用要求、生产联系紧密程度，将场地分为三个功能分区，分别为：主要生产区、辅助生产区和行政福利区。

主要生产区布置于场地主导风向下风侧，行政福利区及辅助生产区布置于场地主导风向上风侧，以尽量减少彼此之间的污染。主要生产区和辅助生产区布置在沟内，行政福利区布置在比较缓的山坡上。

主要生产区布置于工业场地南部，包括：主斜井、井口房、空气加热室、带式输送机栈桥、封闭式原煤储煤仓、锅炉房等建（构）筑物。

辅助生产区布置于工业场地中部，包括：副斜井、井口房、空气加热室、提升机房、机修车间、综采设备库、器材库、器材棚、消防材料库、岩粉库。该区大部分建筑有室外操作、堆放场地。

矿井办公楼、单身公寓、职工食堂等行政福利设施布置于工业场地北侧。 场地内其它设施按各自的功能、要求和特点进行合理布置。井下水处理站、35KV变电站位于主斜井的附近，便于井下管路联系和输电线路进线和出线；锅炉房位于封闭式原煤储煤仓北侧，有利于上煤除渣且处于热负荷中心；生活水处理站位于场地最南侧，独立布置，该处地势较低，有利于污水处理后的排放。

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各建（构）筑物的具体位置详见工业场地总平面布置插图10-1-1。 2、变更前场地的工程量： 场地主要技术经济指标见表10-1-1

表10-1-1 场地主要工程量及技术经济指标表

序号 项目名称 工业场地围墙内占地面积 其中：建构筑物占地面积 铺砌场地占地面积 一般加固场地占地面积 绿化占地面积 围墙长度 窄轨长度 4.0m宽 4 场内道路 7.0m宽 5 6 7 排水明沟长度 挡土墙长度 土方工程量 挖方 填方 2单位 hm2 hm2 hm2 hm2 hm2 m m m m m m m3 m3 数量 4.00 0.70 0.30 0.60 0.80 160 210 760 70 600 270 22000 18000 备注 结构同路面 25cm厚泥结碎石面层，20cm砂砾垫层 绿化率为20% 砖砌实体墙，墙高2.2m，墙厚0.24m 600mm轨距，轨型22kg/m 5cm 厚中粒式沥青混凝土上面层，7cm 厚粗粒式沥青混凝土下面层，30cm 厚水泥稳定碎石基层，20cm 厚碎石垫层。素土夯实密实度>93％。 平均高3m，圬工体积为6.75m3/m，M7.5水泥砂浆砌MU30片石 多余土方用做场外公路路基使用 1 2 3 工业场地占地面积5.0hm，矸石周转场地占地面积0.5hm2，风井场地占地面积0.5hm2，场区间公路占地面积2.6hm2。矿井地面总占地面积8.6hm2。

（二）变更后

工业场地位于井田的南部，狮子河的一条小支沟的上游段，地势呈中间低两边高，地形比较复杂，自然地形标高约在1189-1243m之间。尤其主井井口所在平台边坡高度最大为18m，需采用护墙和浆砌片石护坡稳定边坡。坡比应符合规程规范要求。

主要生产区布置于场地主导风向下风侧，行政福利区及辅助生产区布置于场地主导风向上风侧，以尽量减少彼此之间的污染。主要生产区和辅助生产区布置在沟内，行政福利区布置在比较缓的山坡上。

主要生产区布置于工业场地南部，包括：主斜井、井口房、空气加热室、调度指挥中心、灯房浴室任务交待室联合建筑、带式输送机栈桥、封闭式原煤储煤仓等建（构）筑物。

辅助生产区布置于工业场地中部，包括：副斜井、井口房、空气加热室、提升机房、器材库、器材棚、消防材料库、锅炉房。该区大部分建筑有室外操作、堆放场地。(取

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消机修车间与综采设备库)

单身公寓、职工食堂等行政福利设施布置于工业场地北侧。（取消矿井办公楼） 场地内其它设施按各自的功能、要求和特点进行合理布置。井下水处理站、35KV变电站位于主斜井的附近，便于井下管路联系和输电线路进线和出线；生活水处理站位于场地最南侧，独立布置，该处地势较低，有利于污水处理后的排放。

各建（构）筑物的具体位置详见工业场地总平面布置插图10-1-2。 2、变更后场地工程量：

场地主要技术经济指标见表10-1-2

表10-1-2 场地主要工程量及技术经济指标表

序号 项目名称 工业场地围墙内占地面积 其中：建构筑物占地面积 1 铺砌场地占地面积 一般加固场地占地面积 绿化占地面积 2 围墙长度 3 窄轨长度 4 场内道路 4.0m宽 7.0m宽 单位 hm2 hm2 hm2 hm2 hm2 m m m m m m2 m 挖方 填方 m3 m3 数量 4.00 0.70 0.30 结构同路面 0.60 25cm厚泥结碎石面层，20cm砂砾垫层 0.80 绿化率为20% 160 210 760 70 600 2400 270 22000 18000 砖砌实体墙，墙高2.2m，墙厚0.24m 600mm轨距，轨型22kg/m 5cm 厚中粒式沥青混凝土上面层，7cm 厚粗粒式沥青混凝土下面层，30cm 厚水泥稳定碎石基层，20cm 厚碎石垫层。素土夯实密实度>93％。 M7.5水泥砂浆砌MU30片石 平均高5m，圬工体积为6.75m3/m，M7.5水泥砂浆砌MU30片石 多余土方用做场外公路路基使用 备注 5 排水明沟长度 6 石砌护坡面积 7 挡土墙长度 8 土方工程量

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第十一章 建井工期

一、项目实施前期工作与进度

由于矿井是建设矿井，且2011年8月已取得：太原市煤炭工业局并煤基发［2011］298号文对矿井开工建设的批复。矿井于2011年8月开工建设，故本次变更不设施工准备期。

二、建井工期预计

原设计：施工准备1.0个月，井巷施工工期12.8个月，机电安装及联合试运转6个月,平行作业1.8个月，建井总工期18个月。

矿井自2011年开工建设后，已完成的井巷工程有：主斜井刷扩、副斜井刷扩、回风斜井刷扩、井底车场、集中轨道大巷405m、集中胶带大巷、集中回风大巷、回风大巷1075m、胶带大巷464m、轨道大巷476m、进风顺槽271m、回风顺槽247m、主排水泵房、水仓、主变电所、急救硐室、管子道、消防材料库、永久避难硐室、采区水仓。

本次设计变更以截止2015年7月底，新增井巷工程计算建设工期，井下同时施工的队伍为3个时，井巷施工工期还需4个月，机电安装及联合试运转6个月,平行作业3个月，建井总工期还需8个月。从开工建设至今，已建设48个月，合计矿井建设投产总工期56个月。

矿井建设工期综合进度图详见插图11-1-1。

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第十二章 技术经济

一、劳动定员及劳动生产率 维持原设计不变。 二、固定资产投资对照表 本次概算调整主要原因如下：

1. 采矿等相关专业根据矿方实际情况都进行了变更。

2.本次概算:井巷工程、土建工程费率执行中煤协字[2011]第72号文；

土建工程：执行国家能源局颁发的《煤炭建设地面建筑工程概算指标》

（2007统一基价）；

工程建设其他费用：执行中煤建协字【2011】72号文；

矿井总概算表

概算价值（万元） 单位工程或环顺序 节名称 井巷工程 土建工程 设备及工器具安装工程 工程建设其他合计 购置 费用 一 准备工程 二 井筒 三 173.97 34.10 647.54 5475.47 434.63 76.12 268.95 115.10 113.64 321.71 吨煤投资占总投资（元） 比例（%） 5.36 1.15 3.95 1.45 12.44 1101.76 1101.76 18.36 404.11 6.74 井底车场巷道404.11 及硐室 主要运输道及四 2601.54 回风道 五 采 区 六 提升系统 七 排水系统 八 通风系统 九 压风系统 1212.30 65.21 222.15 279.18 189.14 104.01 39.55 3471.23 57.85 6966.95 116.12 24.96 688.97 505.44 381.63 247.18 11.48 8.42 6.36 4.12 2.47 1.81 1.37 0.89 7.33 1.98 1.09 10.42 0.04 2.70 0.60 325.31 73.13 30.72 101.36 24.80 十 地面生产系统 安全技术及监十一 控系统 通讯调度和计十二 算中心 十三 供电系统 十四 地面运输 1942.66 79.90 388.49 198.06 1012.79 2047.36 34.12 553.82 303.69 9.23 5.06 165.33 105.62 1682.66 146.58 67.65 12.14 2909.68 48.49 12.14 752.77 166.86 0.20 12.55 2.78 室外给排水及十五 供热 辅助厂房及仓十六 库 305.55 191.75 166.86 255.48

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矿井总概算表

概算价值（万元） 单位工程或环顺序 节名称 井巷工程 土建工程 设备及工器具安装工程 工程建设其他合计 购置 费用 十七 行政福利设施 十八 场地设施 十九 居住区 957.79 16.51 510.42 59.27 158.07 2.43 17.67 2945.70 976.73 510.42 235.01 吨煤投资占总投资（元） 比例（%） 16.28 8.51 3.92 3.50 1.83 0.84 10.55 环境保护及\"二十 三废\"处理 其他基本建设二一 费用 计 2945.70 49.09 5791.59 4365.36 9097.49 3303.03 2945.70 231.21 206.20 3534.24 3151.90 625.59 25503.16 425.05 91.36 1785.22 29.75 6.40 基本预备费 廿二 405.41 305.57 636.82 (7％) 小 计 6197.00 4670.93 9734.31 建设期贷款利廿三 息 项目建设总造 6197.00 4670.93 9734.31 价 吨煤投资(元) 103.28 77.85 占总投资比重 22.20 (%) 廿四 铺底流动资金 16.73 162.24 34.87 27288.38 454.81 97.76 625.59 10.43 2.24 3534.24 3777.48 58.90 12.66 62.96 13.53 629.51 27913.97 465.23 100.00 465.23 100.00 629.51 建设项目总资 6197.00 4670.93 9734.31 金 3534.24 4406.99 28543.48 475.72 三、概算编制依据 （一）采用定额指标

1、井巷工程：执行中煤协字[2007]第90号文颁发的《煤炭建设井巷工程概算指标》（2007统一基价）及《煤炭建设井巷工程辅助费综合预算定额》（2007统一基价）。

2、土建工程：执行煤规字〔2011〕3号文颁发的《煤炭建设地面建筑工程概算指标》（2007统一基价）。

3、机电设备安装工程：执行煤规字〔2000〕第183号文颁发的《煤炭建设机电安装工程概算指标》（统一基价）。

4、工程建设其他费用：执行中煤建协字【2011】72号文。 （二）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》2015年第3期，不足部分采用《煤炭工业安装工程定额外材料预算价格》（九九版）

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建安工程概算综合调整系数按当地2014年系数调整。

（三）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）”。 （四）基本预备费：执行中煤建协字【2007】第90号文的规定，按7%计取。 四、投资分析

根据以上编制依据，计算出建设项目总资金为28543.48万元，吨煤投资为475.72元。其中：井巷工程投资5791.59万元；土建工程投资4365.36万元；设备及工器具购置投资为9097.49万元；安装工程投资为3303.03万元；工程建设其它费用投资为2945.70万元；建设期间投资贷款利息为625.59万元；铺底流动资金为629.51万元。详见矿井总概算表。

原初步设计建设项目总资金为28281.91万元，吨煤投资为471.37元。其中：井巷工程投资6071.23万元；土建工程投资3449.56万元；设备及工器具购置投资为7454.62万元；安装工程投资为3460.40万元；工程建设其它费用投资为4652.04万元；基本预备费投资为1756.15万元；建设期间投资贷款利息为808.40万元；铺底流动资金为629.51万元。

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第十三章 变更项目对照表

表14-1-1 变更项目对照表

编号 变更项目 变更前 变更后 变更理由 原设计：斜井开拓，利用原清卷里场地及主、副斜井，主斜井利用现有改造刷大延深至9号煤层下部岩层中，副斜井刷大改造；利用原山西中能燕泰福巨源煤业有限公司的主斜井改造为回风斜井。 主斜井落底于9号煤层下部岩层中，上距9号煤层底板38m。掘进500.3m后，设计变更：本次变更开拓布置基本维持原垂直向上打一井底煤仓，垂深30m，煤仓上设计，取消井底煤仓，集中胶带大巷直接与主斜口位于9号煤层，下口与主斜井相通；从煤井搭接，将原设计南北向三条开拓大巷（胶带、仓上口向东掘进至井田边界，做为集中胶带轨道、回风大巷）向西平移325m左右，集中胶大巷，随后正北布置采区胶带大巷至井田北带大巷长度由原设计的450m调整为255m，集地质条边界F2断层保安煤柱处，正南北贯通整个中轨道巷道由原设计的700m调整为442m，集件、井一 井田开拓 井田，担负井下煤炭运输任务。 中回风巷由原设计的253m调整为44m，初期大筒落底副斜井落底于9号煤层+1103.320m标变化 巷总掘进进尺缩短约662m。 高处，落底后布置高低道双轨井底车场，向采区划分变更：从F1断层至6号拐点为界，东布置一条集中轨道大巷至井田东南边界，将整个井田划分为一、二两个采区。即，F1断随后正北掘进至井田北边界，作为采区轨道层南侧为一采区，北侧为二采区。 大巷，平行于采区胶带大巷。 回风斜井延深至9号煤层，担负全矿井回风任务，兼安全出口。落底9号煤层后，正东向布置集中回风大巷至井田中部，长约252.64m，随后南北向布置采区回风大巷，平行于采区胶带大巷、采区轨道大巷。 全井田9号煤层为一个采区。落底于9号煤层，水平标高为+1103.320m。 1、取消主斜井（刷大）：利用原清卷里场地井底煤内的主斜井，净宽刷大为5.0m，净断面2仓后，16.82m，斜长521.23m（已有490m），井主斜井筒装备带宽800mm胶带输送机担负矿井煤炭提升任务及人员升降任务（采用架空乘人主斜井（刷大）：倾角、断面、装备、布置提前落器），兼做进风井及安全出口，设台阶及扶形式及功能维持原设计。落底标高由原设计的9底。 手，并设有可摘式隔离防护网，落底于9号煤层下部岩层中调整为：落底于9号煤层，落2、副斜号煤层下部岩层中，上距9号煤层底板底标高由原设计的+1039.73m调整为井实际38m。 +1075.12m，斜长521.23m 调整为424.5m。 施工坡副斜井（刷大）：利用原清卷里场地副斜井（刷大）：断面、装备、布置形式及度由原内的副斜井作为兼并重组后的副斜井，净宽功能维持原设计。倾角由原设计的21°调整为设计2二 井筒 调整刷大为3.6m，净高3.40m，净断面10.84m，21°10'，落底于9号煤层，落底标高+1103.320m21°倾角21°，斜长243.47m，井筒内铺设单轨，调整为+1087.62m，斜长243.47m调整为284m。 为10'，单钩串车提升，担负辅助提升任务，兼做进回风斜井（刷大）：断面、装备、布置形式21°风井及安全出口，设台阶及扶手，落底于9及功能维持原设计。倾角由原设计的14°调整为落底位号煤层底板。 18°。落底于9号煤层，落底标高+1142.700m置发生回风斜井（刷大）：利用原山西中能调整为+1154.05m，斜长374.01m调整为变化，实际揭燕泰福巨源煤业有限公司的主斜井改造为257.35m。 露的9回风斜井，净宽刷大为3.6m，净断面2号煤层10.84m，倾角14°，总斜长374.01m，担负标高发全矿井回风任务，兼安全出口，设台阶及扶生变手，落底于9号煤层底板。 化。 94 太原市明仕达煤炭设计有限公司

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表14-1-1 变更项目对照表

编号 变更项目 变更前 变更后 变更理由 3、回风斜井坡度发生变化，落底位置及标高发生变化。 三 四 五 1、井底煤仓：取消煤仓 2、取消通风行人巷、清理撒煤斜巷。 1、井底煤仓 3、主变电所、主水泵房、井底水仓、管子2、通风行人巷、清理撒煤斜巷。 道、消防材料库、信号硐室依据施工图进行调整。 3、采区大巷与集中大巷交汇处设有采4、取消原设计的采区泵房及水仓。利用主区泵房及水仓。 井井底附近的现有水仓作为采区水仓，即，主井4、新增采区变电所。在一采区胶带大井底与集中轨道大巷之间的联络巷，并装备三台井底车场巷和回风大巷中间布置一条联络巷作为采潜水泵进行排水。 及硐室 区变电所。 5、新增采区变电所。在一采区胶带大巷和5、避难硐室：在集中胶带大巷布置一回风大巷中间布置一条联络巷作为采区变电所。 个永久避灾硐室，两条通路均联接于集中胶6、避难硐室：本次设计调整为：在集中胶带大巷；在首采工作面进、回风顺槽内布置带大巷和集中轨道大巷中间布置一条联络巷作一个临时避灾硐室。 为永久避灾硐室，两条通路分别联接集中胶带大 巷和集中轨道大巷；在首采工作面进、回风顺槽内各布置一个移动救生舱，型号为MLE120061。 由于主1、集中胶带大巷带式输送机： 1、集中胶带大巷带式输送机： 斜井落带宽：B=800mm 带宽：B=800mm ；运输量：Q=400t/h；底点变运输量：Q=150t/h 带速：V=2.5m/s ； 带速：V=2.5m/s电动机：YB3-250M-4，化及取电动机 ：YB2-280M-4,N=90kW 消井底N=55kW，防爆1台 2、采区胶带大巷带式输送机 煤仓，2、1采区胶带巷1号带式输送机： 带宽：B=800mm ；运输量：Q=400t/h；引起井带宽：B=800mm 带速：V=2.5m/s ； 下巷道运输量：Q=150t/h YB2-315M2-4,N=132kW ，1台，防爆 井下运输布置发带速：V=2.5m/s 3、辅助运输 系统 电动机：YB3-250M-4，N=55kW， 1台 生变选择SQ-80/160D无极绳连续牵引车，化，因3、辅助运输 主要技术参数：滚筒直径Dg＝1200mm，最采用SQ-80/75B型无极绳连续牵引车，主要此需要大牵引力F＝80kN，绳速V＝0.02-2.5m/s，技术参数：滚筒直径Dg＝1200mm，最大牵引力对大巷运送最大件时以1.7m/s速度运行，运送矸F＝80kN，机械双速V＝0.67/1.12m/s，配套 带式输石、材料设备时以2.5m/s运行。无极绳连YBK2型 660V 75kW防爆三相异步电动机。送机进续牵引车配套 YBP型 660V 160kW电连续牵引车660V电源引自井下采区轨道大巷与行重新机。绞车房660V电源引自井下轨道大巷动选型计集中胶带大巷交叉处附近配电点。 照网 算。 双滚筒采煤机;MG380-W功率：380 kW 双滚筒采煤机MG2*65/312-WD功率：312 kW 中间液压支架::ZZ5600/13/26 中间液压支架ZY4000/10/23 单体液压支柱DW25 过渡支架ZY4000/10/23 刮板机SGZ630/220功率：2*110kW 单体液压支柱DZ28-25/100Q 采煤方法转载机SZZ630/75功率：75kW 刮板机SGZ630/264功率：2*132kW 及采煤设 可伸缩胶带伸缩机DSJ800/90功率：90kW 转载机SZB730/75功率：75kW 备选型设破碎机 可伸缩胶带伸缩机DSJ80/40/2*55功率：2*55kW 计 喷雾泵站BPW315/10K功率：75 kW 破碎机PLM1000×1000功率：55kW 乳化液泵站MRB200/31.5功率：200kW 喷雾泵站BPW315/16X功率：75kW 掘进机EBZ135功率：210 kW 乳化液泵站BRW200/31.5功率：125kW 刮板输送机SGB420/30功率：30 kW 掘进机EBZ160功率：250 kW

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表14-1-1 变更项目对照表

编号 变更项目 变更前 变更后 变更理由 局部通风机FBD№5.6/22 功率：2×11 kW 刮板输送机SGB620/40T功率：40 kW 湿式除尘风机 局部通风机FBD№6.3/2*30功率：2×30 kW 局部通风机FBD№5.6/2*11功率：2×11 kW 湿式除尘风机KCS-220LL功率：11 kW 1、主井原煤提升系统 1、主井原煤提升系统 带带宽 B=800mm，运输量 Q=150t/h 由于矿带宽 B=800mm，运输量 Q=150t/h 带速 V=2m/s 方原因带速 V=2m/s 电动机 ：YB3-315M1-4,N=132kW，1台，防爆 取 消井电动机 ：YB2-315M-4,N=132kW ，1台，2、副井提升 底煤防爆 矿方现已实际安装并投入运行JK-2.5×2.0P型仓。本2、副井提升 单绳缠绕式矿井提升机，配套YPT-400M-10型变次初步设计选用JK-2.5/30E型矿用提升绞车主要频调速电动机；配套30 NAT 6×7＋FC 1670 设计变六 提升系统 技术参数：滚筒直径Dg=2.5m；滚筒宽度ZS 499 310型钢丝绳；天轮为TZD-2000/1500更重新B=2.0m；最大静张力及差Fze=90kN，型游动天轮。 对主斜Fce=90kN；最大提升速度Vmax=3.18m/s；i＝现有JK-2.5×2.0P型矿用提升绞车主要技术参井带式30。提升绞车配套YP变频电动机660V 数：滚筒直径Dg=2.5m；滚筒宽度B=2.0m；最大输送机280kW n0=750rpm。天轮选用TXG2000/15.5静张力及差Fze=90kN，Fce=90kN； i＝31.5。 进行选型。为防止摘钩后发生串绳事故，在天轮与提升机配套YPT-400M-10型变频调速电动机，主型计提升机房间合理位置布置托绳架。 要技术参数：电压等级：660V，功率：280kW，算。 极数：10极：转速：590r/min。 ３矿井总风量为60m/s，其中：主斜井进风量矿井总风量为69m３/s，其中：主斜井进风量为30m３3３3为26m/s，副斜井进风量为34m/s，回风斜/s，副斜井进风量为39m/s，回风斜井回风量为巷道断３３井回风量为60/s。 69m/s。 七 通风设计 面、局容易时期负压为1185.93Pa（120.94mmH2O） 容易时期：103.08mmH2o（1010.76Pa） 扇变化 困难时期负压1368.14Pa（139.53mmH2O） 困难时期：141.57mmH2o（1388.16Pa） 1、主排水：选用MD85—45×3型矿用多级1、 主排水：利用矿方现已安装的DF85-45×4型离心式水泵3台，每台水泵选配YB2型 耐腐蚀多级离心泵3台，每台水泵选配YB3660V n0=3000r/min 55kW隔爆电动机驱型 660V 75kW隔爆电动机。 动。 八 排水系统 2、采区排水：采区排水设备利用现有3台BQS80 2、采区排水：选用MD85—45×2型矿用多—20×5型矿用隔爆型潜水排水电泵，每台水泵配级离心式水泵3台，每台水泵选配YB2型 用一台660V 45kW YBQS充水式矿用隔爆型潜660V n0=3000r/min 37kW隔爆电动机驱水电机。 动。 设计选用3台MLGF20/110G型螺杆空气压缩矿方已采购并安装投入使用LG-20/8G型螺杆空压机，其中2台工作，1台备用。每台空气压缩机3台，每台排气量20.0m3/min，排气压力 九 压风系统 机额定排气量为19.2m³/min，排气压力为0.80MPa，驱动电机功率110kW，电压380V，冷0.85MPa，功率110kW，电压380V。 却方式为风冷式。 防灭火系统维持原设计，即，采用黄泥灌浆和喷 防灭火设防灭火系统采用以黄泥灌浆为主，喷洒阻化洒阻化剂防灭火方法，发挥防灭火工艺各自的优 十 计 剂为辅的综合防治措施， 点，确保矿井安全生产。 1、电源：矿方10kV电源一回引自腾飞35kV电源：矿方10kV主电源一回引自镇城底110kV站，线路距离为8km，另一回引自新建的银1、宇35kV站（该站于2013年矿井投产前投入站10KV母线段，线路距离8km；另一回备用电源引自腾飞35kV站10KV母线段，线路距离为10km。 运行），线路距离5km； 十一 供电 2、回采工作面设KBSGZY-800、10/1.2kV、800kVA 2、回采工作面设KBSGZY-1250、10/1.2kV、1250kVA 1台，给工作面设备及回风顺槽等低1台，给工作面设备及回风顺槽等低压负荷供电。压负荷供电。设KBSGZY-1000、10/1.2kV、设KBSGZY-400、10/1.2kV、630kVA 1台，给采煤机供电。 1000kVA 1台，给采煤机供电。 1、设计选择KJ70N型煤矿安全生产监控系统1、设计选择KJ160N型煤矿安全生产监控系统一 十二 监控 一套 套

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表14-1-1 变更项目对照表

变更理由 2、矿井装备KJ69J型井下人员考勤定位监控2、矿井装备KJ301型井下人员考勤定位监控系统。 系统 3、地面通信系统设计选择KTJ-8000型矿用程控通3、地面通信系统设计选择KTJ4H型矿用程控信交换机208门 通信交换机255门。 2建（构）筑物总面积为5852.4m（新建）； 32建（构）筑物总体积为：47241.4m（新建）； 建（构）筑物总面积为5066.12m； 3皮带走廊斜长为：78m（新建）。 建（构）筑物总体积为：50598.42m； 2工业场地行政、公共建筑面积为9977.5m皮带走廊斜长为：43m。 十三 地面建筑 2 （新建）， 工业场地行政、公共建筑面积为5756.35m， 33工业场地行政、公共建筑体积为34212.8m工业场地行政、公共建筑体积为21976.11m， （新建）， 主要生产区布置于工业场地南部，包括：主斜井、井口房、空气加热室、带式输主要生产区布置于工业场地南部，包括：送机栈桥、封闭式原煤储煤仓、锅炉房等建主斜井、井口房、空气加热室、调度指挥中心、（构）筑物。 灯房浴室任务交待室联合建筑、带式输送机栈辅助生产区布置于工业场地中部，包桥、封闭式原煤储煤仓等建（构）筑物。 括：副斜井、井口房、空气加热室、提升机辅助生产区布置于工业场地中部，包括：房、机修车间、综采设备库、器材库、器材副斜井、井口房、空气加热室、提升机房、器材棚、消防材料库、岩粉库。该区大部分建筑库、器材棚、消防材料库、锅炉房。该区大部分有室外操作、堆放场地。 建筑有室外操作、堆放场地。(取消机修车间与总平面布矿井办公楼、单身公寓、职工食堂等综采设备库) 十四 置 行政福利设施布置于工业场地北侧。 单身公寓、职工食堂等行政福利设施布置场地内其它设施按各自的功能、要求于工业场地北侧。（取消矿井办公楼） 和特点进行合理布置。井下水处理站、35KV场地内其它设施按各自的功能、要求和特变电站位于主斜井的附近，便于井下管路联点进行合理布置。井下水处理站、35KV变电站系和输电线路进线和出线；锅炉房位于封闭位于主斜井的附近，便于井下管路联系和输电线式原煤储煤仓北侧，有利于上煤除渣且处于路进线和出线；生活水处理站位于场地最南侧，热负荷中心；生活水处理站位于场地最南独立布置，该处地势较低，有利于污水处理后的侧，独立布置，该处地势较低，有利于污水排放。 处理后的排放。 地下水水源由深井潜水泵提升后经输水管输送至矿井工业场地清水池，经二级加压泵站加压后用于工业场地生产、生活、消防用水。 供水系统主要构筑物及设备如下： 1、清水池：V=600m3，D=14.1m，生产、生活及消防兼用供水系统 H=4.0m，一座 地下水水源由深井潜水泵提升后经输水管32、高山水池：V＝50m D＝4.5m H＝输送至矿井工业场地高位清水池，再由清水池出3.5m 钢砼池一座 水管自流至工业场地给水管网使用。 十五 给水 3、加压泵房一座：生产生活泵两台，供水系统主要构筑物及设备如下： 编号 变更项目 变更前 变更后 1、清水池：V=600m3，D=14.1m，H=4.0m，型号为IS80-65-160型，Q=30m3/h，H=36m，N＝7.5kw。二氧化氯发生器两台，型号为一座，水池底标高为+1245m。 kWⅡ-3，Q=20g/h，N=0.25kW。消防水泵两台，一用一备，型号为IS100-65-250型，Q=100m3/h，H=80m，N＝37kw。排水泵一台，型号WQ7.8-8.5-0.55型，Q＝7.8m3/h，H＝8.5m，N＝0.55kw。 矿井投产后，井下正常涌水量为矿井投产后，井下正常涌水量为20m3/d，井下水处20m3/d，最大涌水量为30m3/d。经净化处理最大涌水量为30m3/d。经净化处理后可作为井下 十六 理站 后可作为井下消防洒水及地面防尘洒水用消防洒水及地面防尘洒水用水。井下水处理站最 水。井下水处理站最大处理能力为30m3/h，大处理能力为40m3/h，处理采用混凝、沉淀、过

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表14-1-1 变更项目对照表

编号 变更项目 变更前 变更后 变更理由 处理采用混凝、沉淀、过滤、消毒等工艺。 滤、消毒等工艺。 井下消防洒水供水系统主要构筑物井下消防洒水供水系统主要构筑物及设备及设备如下： 如下： 331、调节池：选用V=200m，D＝9.0m，1、调节池：选用V＝231m,3.7*15.6m，HH＝3.5m，钢砼池一座。内设提升泵二台，＝4m，地下式钢砼池一座。内设提升泵二台，一一用一备，型号为65WQ37-13-3型，用一备，型号为WQ36-15-4，N=4.0kW。 Q=37m3/h，H=13m，N=3.0kW。 2、综合净化间：砖混结构一座，内设净水2、综合净化间：砖混结构一座，内器一台，型号为ZWXG-40型，Q=40m3/h；絮凝设自冲洗式净水器一台，型号为ZNYG-30加药装置一套，型号为ZWJY-500X；混凝加药装型，Q=30m3/h，加药装置一台，型号为JY-置一套，型号为ZWJY-300X；消毒加药装置一套，Ⅱ型，N=0.75kW，二氧化氯消毒发生器一型号为ZWJY-300XD；机械过滤器一台，型号为台，型号为HLT－400型，Q＝20g/h，N＝ZWGL-40；二级提升泵两台，一用一备，型号为2.5kw，管道混合器一只，型号为SGH50型，WQ36-25-7.5型，N=7.5kw；板框压滤机一套，3潜污泵1台，型号为QX10-10J，Q=10m/h，B=20m2。 3H=10m，N＝0.75kw。另外，煤泥水处理设3、清水池： V＝278m，6*10.3m，H＝4.5m，备亦设于该净化间内：全自动板框压滤机一地下式钢砼池一座 3套，XMY10-350型，N＝1.2kW，B=5m2。 4、备用水池: V＝143m，6*5.3m，H＝4.5m，33、清水池：选用V=300m，D＝11.1m，地下式钢砼池一座 H＝3.5m，钢砼池一座。 34、备用水池：V＝200m D＝9.0m H＝3.5m 钢砼池一座 生活污水处理站设备选型： 生活污水处理站设备选型： 31、调节池：选用V=50m，D＝4.5m，31、调节池：选用V＝63m，3.5*4.5m，HH=3.5m钢砼水池1座，内设提升泵二台，＝4m，地下式钢砼池一座，内设提升泵二台，型3型号为50QW10-10-0.75，Q=10m/h，H=10m，3号为WQ8-10-1，Q=8m/h，H=10m，N=1kW。 N=0.75kW。 2、二级接触氧化池池一座，Q=7.5m³/h，2、地埋式生活污水处理设备一套，内配曝气机两套，型号为JA31-50型；混合液回生活污水型号为WSZ-AO-7.5型，内各配风机HC型1 十七 流泵及污泥回流泵各一台，型号为WQ10-10-1型；处理 台，总功率N=4.5kW。 过滤器提升泵两台，型号为WQ8-20-2.2型，一3、格栅消毒间：内设XQ-500型细格用一备。 栅及粗格栅LHG-0.5型各一套，HLT-100型3、设备间：内设人工格栅两套，型号为二氧化氯消毒装置一套。 ZWGS-10型及ZWGS-5型；消毒装置一套，型号为4、深度处理间：内设ф800的机械ZWJY-100A型；石英砂过滤器一台，ф1000mm。 过滤器和活性炭过滤器各一台。 1、主斜井空气加热室 内设两台热风机组，型号为BKJZ-40型，热功率1、主斜井空气加热室 内设一台热风机组，型号为Q=996KW；电机功率N=7.5kw/台。 HDRFJ3.5-30/40-Z型，热功率Q=996KW；2、副斜井空气加热室 内设两台热风机组，型号为BKJZ-55型，热功率电机功率N=7.5kw/台。 Q=1423KW；电机功率N=15kw/台。 2、副斜井空气加热室 内设一台热风机组，型号为3、锅炉 锅炉房HDRFJ5-25/40-Z型，热功率Q=1423KW；工业场地锅炉房设一座锅炉房集中供热，内设2台DZL2-1.25-AII型燃煤蒸汽锅炉、一台电机功率N=15kw/台。 十八 采暖通 2、 锅炉 DZL4-1.25-AII型燃煤蒸汽锅炉，辅机均由锅炉 104w，满足矿在工业场地内新建一座锅炉房集中供热。 配套。锅炉房总供热能力为560×设有两台DZL4-1.25-M型生物质蒸汽炉，井采暖、供热需要。锅炉配置合理。 采暖期两台锅炉同时运行供全矿井采暖及锅炉房设一座烟囱，高度为35m、出口内径为供热，非采暖期运行一台DZL4-1.25-M型1.0m。采暖期三台锅炉同时运行，非采暖期运行生物质蒸汽炉供浴室食堂供气，采暖用热水一台2t/h蒸汽锅炉。锅炉除尘采用布袋除尘+高4t/h锅炉选用PPW32-6型布袋除尘由汽水换热机组提供；汽水换热机组型号为效脱硫装置，器一台+ LP-4型脱硫塔一台；两台2t/h锅炉选用SLZQIII-N-1.4型。 PPW32-3型布袋除尘器各一台+ LP-2型脱硫塔各一台；锅炉软水采用HY-15型全自动软水器一 98 太原市明仕达煤炭设计有限公司

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表14-1-1 变更项目对照表

编号 变更项目 变更前 变更后 台；采暖用热水由一台BGH500-20-1.6型波节管换热器提供，洗浴用热水由一台SFV1600-5-1.0/0.6型容积式换热器提供。 建设项目总资金为28281.91万元，吨煤投建设项目总资金为28543.48万元，吨煤投资为资为471.37元。其中：井巷工程投资475.72元。其中：井巷工程投资5791.59万元；6071.23万元；土建工程投资3449.56万元；土建工程投资4365.36万元；设备及工器具购置经济技术设备及工器具购置投资为7454.62万元；安十九 投资为9097.49万元；安装工程投资为3303.03 指标 装工程投资为3460.40万元；工程建设其它万元；工程建设其它费用投资为2945.70万元；费用投资为4652.04万元；基本预备费投资建设期间投资贷款利息为625.59万元；铺底流为1756.15万元；建设期间投资贷款利息为动资金为629.51万元。 808.40万元；铺底流动资金为629.51万元 变更理由

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目 录

前 言 .................................................................. 1 第一章 井田开拓与开采 .................................................. 4 第一节 井田开拓 ................................................................................................................. 4 第二节 井 筒 .................................................................................................................... 5 第三节 硐 室 ...................................................................................................................... 8 第二章 大巷运输及设备 ................................................. 10 第三章 采区布置及装备 ................................................. 23 第四章 通风与安全 ..................................................... 28 第一节 矿井通风 ............................................................................................................... 28 第二节 灾害预防及安全装备 ........................................................................................... 32 第五章 提升、通风、排水、压风设备 ..................................... 38 第一节 提升设备 ............................................................................................................... 38 第二节 通风设备 ............................................................................................................ 47 第三节 排 水 设 备 .......................................................................................................... 50 第四节 压缩空气设备 ....................................................................................................... 54 第六章 电 气 ......................................................... 58 第一节 供电电源 ............................................................................................................... 58 第二节 电力负荷 ............................................................................................................... 58 第三节 送变电 ................................................................................................................... 60 第四节 地面供配电 ........................................................................................................... 62 第五节 井下供配电 ........................................................................................................... 62 第六节 矿井安全生产监控 ............................................................................................... 65 第七节 通信系统 ............................................................................................................... 71 第七章 地面建筑 ....................................................... 73 第一节 工业建筑物与构筑物 ........................................................................................... 73 第二节 行政、生活福利建筑 ........................................................................................... 75 第三节 主要建（构）筑物变更对比表 ........................................................................... 77

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第八章 给水排水 ...................................................... 78 第一节 给水 ....................................................................................................................... 78 第二节 排水 ....................................................................................................................... 81 第三节 消防及洒水 ........................................................................................................... 82 第九章 采暖、通风及供热 ............................................... 83 第一节 井筒防冻 ............................................................................................................... 83 第二节 锅炉房设备 ........................................................................................................... 83 第十章 总平面布置及防洪排涝 ............................................ 87 第十一章 建井工期 ..................................................... 90 第十二章 技术经济 .................................................... 91 第十三章 变更项目对照表 ............................................... 94 附录:

一、 设计委托书； 二、 建设单位承诺书； 三、 设计单位承诺书； 四、 采矿许可证；

五、 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［2009］

79号关于太原市古交市煤矿企业兼并重组整合方案（部分）的批复； 六、 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［2010］

43号关于山西华润煤业有限公司新桃园煤矿等10处煤矿企业兼并重组整合方案（调整）的批复；

七、 煤自燃倾向性、煤尘爆炸性鉴定报告； 八、 供电合同； 九、 煤矿救援协议书；

十、 太原市煤炭工业局文件并煤规发[2011]192号关于山西华润煤业有限公司福

巨源煤矿兼并重组整合矿井地质报告的批复;

十一、 山西省煤炭工程项目咨询评审中心文件并煤地评委字［2011］8号关于《山

西华润煤业有限公司福巨源煤矿兼并重组整合矿井地质报告》的评审意见书； 十二、 互保协议；

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十三、 山西华润煤业有限公司福巨源煤矿采（古）空区积水、积气及火区调查报

告；

十四、 福巨源煤矿供水情况说明； 十五、 坑木供应协议；

十六、 山西省工商行政管理局[2010]2号关于企业名称变更证明文件；

十七、 太原市煤炭工业局文件并煤瓦发［2011］155号关于山西华润煤业有限公司

福巨源煤矿8、9号煤层瓦斯涌出量预测报告的批复；

十八、 山西省煤炭工业厅文件晋煤瓦发【2015】35号关于太原市2014年度矿井瓦

斯等级览定结果的批复；

十九、 太原市煤炭工业局并煤规发【2011】231号《关于山西华润煤业有限公司福巨源煤矿兼并重组整合项目初步设计的批复》文件。

二十、 山西煤矿安全监察局太原监察分局并煤监字［2011］93号《关于对山西华

润煤业有限公司福巨源煤矿兼并重组整合项目初步设计安全专篇的批复》。 二十一、 太原市煤炭工业局并煤基发【2011】298号《关于山西华润煤业有限公

司福巨源煤矿60万吨/年整合改造建设项目开工建设的批复》

二十二、 太原市煤炭工业局并煤基发【2013】58号《关于山西华润煤业有限公

司福巨源煤矿兼并重组整合矿井重新开工建设的批复》

二十三、 山西华润煤业有限公司晋华煤总字【2014】080号文《山西华润煤业有限

公司福巨源煤矿对X1陷落柱及9号煤层采空区的调查说明》

二十四、 山西省环境保护厅晋环函【2011】2760号关于《山西华润煤业有限公司

福巨源煤矿60万吨/年兼并重组整合项目环境影响报告书》的批复

二十五、 山西省环境保护技术评估中心文件晋环咨【2011】345号关于《山西华润

煤业有限公司福巨源煤矿60万吨/年兼并重组整合项目环境影响报告书》的评估报告 二十六、

附件：一、机电设备目录 二、概算书

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山西华润煤业有限公司福巨源煤矿兼并重组整合项目初步设计变更说明书

103 太原市明仕达煤炭设计有限公司