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：
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。

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。

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
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。

（一）原设计井筒特征：
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。

序号井筒特征
井筒名称
主斜井副斜井回风斜井
1 井口座标
(m)
80系纬距(X) 4210282.820 4210258.440 4211423.97
80系经距(Y) 19597455.930 19597335.540 19597805.75
2 井口标高(m) +1200.8（设计标高）+1191.200（设计标高）+1233.200（设计标高）
3 方位角(度) 267°10'39" 279°53'29" 284°24'28"
4 井筒倾角(度) 18 21 14
5 落底水平标高(m) +1039.730 +1103.320 +1142.700
6 井筒斜长或垂深(m) 521.23 243.4
7 374.01
7 井筒净宽或净经(m) 5.0 3.6 3.6
8 井筒
支护
支护
形式
表土段钢筋混凝土碹钢筋混凝土碹钢筋混凝土碹
基岩锚喷锚喷锚喷支护厚度
(mm)
表土段500 500 500
基岩150 120 120
9 断面
积
(m2)
断面形状半圆拱半圆拱半圆拱净16.82 10.84 10.84 掘进
表土段24.86 17.02 6.33
基岩19.37 12.68 12.68
10 井筒装备B=800mm胶带输送机铺设30kg/m钢轨，
轨距600mm
行人台阶
11 备注刷大刷大刷大表3-4-1 变更后井筒特征表
序号井筒特征
井筒名称
主斜井副斜井回风斜井
1 井口座标
(m)
80系纬距(X) 4210282.768 4210259.643 4211426.591
80系经距(Y) 19597436.192 19597331.036 19597794.753
2 井口标高(m)
+1206.3
（实测标高）
+1190.17
（实测标高）
+1233.58
（实测标高）
3 方位角(度) 269°58'22" 281°35'55" 284°8'15"
4 井筒倾角(度) 18 21°10'00" 18
5 落底水平标高(m) +1075.12+1087.62 +1154.05
6 井筒斜长或垂深(m) 424.5284257.35
7 井筒净宽或净经(m) 5.0 3.6 3.6
8 井筒
支护
支护
形式
表土段钢筋混凝土碹钢筋混凝土碹钢筋混凝土碹
基岩锚网喷、锚索锚喷锚喷支护厚度表土段500 500 500
序号井筒特征
井筒名称
主斜井副斜井回风斜井
(mm) 基岩150 120 120
9 断面
积
(m2)
断面形状半圆拱半圆拱半圆拱净16.82 10.84 10.84 掘进
表土段24.86 17.02 6.33
基岩19.37 12.68 12.68
10 井筒装备B=800mm胶带输送机铺设30kg/m钢轨，
轨距600mm
行人台阶
11 备注刷大刷大刷大
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=208160
⨯=m3＜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
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
序号巷道及硐室名称
围岩
类别
倾角
（°）
支护形式
巷道
度(m)
断面积(m2) 掘进体积(m3)
备注
净掘进掘进
1 主变电所煤0 锚网喷、锚索50 750
2 主变电所通路煤0 锚网喷、锚索35 357
3 主排水泵房煤0 锚网喷、锚索31 515.22
4 主排水泵房通路煤0 锚网喷、锚索13 112.32
5 主、副水仓岩混凝土砌碹180 1499
6 管子道岩13 锚喷50 5.9 7.0
7 353.5
7 信号硐室煤0 锚网喷75
8 消防材料库煤0 锚网喷35 11.2 12.89 451.15
9 采区变电所煤锚喷、锚索61 670
10 采区水仓岩混凝土砌碹534.4
11 无极绳绞车硐室煤0 锚喷、锚索36 495
12 永久避灾硐室多半煤0-1 锚喷、锚索64 990
合计
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
采区胶带大巷带式输送机带宽：B=800mm ；运输量：Q=400t/h；带速：V=2.5m/s ；长度：L=1450m
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。

集中胶带大巷带式输送机带宽：B=800mm ；运输量：Q=400t/h；带速：V=2.5m/s ；长度：L=440m
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:
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：
F 4
F 3
F 1F 2
1500
130
5、圆周力计算：
传动滚筒圆周力按以下公式计算： F U =CF H +F S1+F S2+F ST 其中，查表，取C ＝1.06 （1）主要阻力
=((2)cos )H RO RU B G F fL q q q q g d +++ 取f ＝0.012 式中 每米物料重150150
16.67/3.6 3.6 2.5
G q kg m v =
==´ 托辊转动部分重量10
R0G 7.74q 6.45kg /m a 1.2
=
==，2RU u
G 7.15q 2.38kg /m a 3
=
==
选用ST=680N/mm 的PVG 整体带芯输送带，查得010.6/q Kg m = 由此，经计算得
((2)cos )0.0121500[6.45 2.38(210.616.67)cos5]9.818221H RO RU B G F fL q q q q g
N
d =+++=创++?创=o （2）主要特种阻力
1=S gl F F F e +
不选用前倾托辊，故0F ε=
2222
1222
9000.70.0460.99.81 4.5
2.50.495
35v gl I gl F v b N m r =
创创?=´= 其中3150
0.046/3.6 3.6900
v Q I m s r =
==´ 20.7, 4.5,10.495l m b m m === 故135S F N = （3）附加特种阻力
2S r p F F F =+
本带式输送机不配置犁式卸料器，故Fp=0
3
40.026100.6720r F Ap N
m ==创?= 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，
2
0.008
0.012
0.02A m =+=
故2720S F N = （4）倾斜阻力 =st G F q Hg 16.671309.81=?
?
21238N =- 由此，总圆周力 正常运行时：
121.068221357202123811768U H s s st
F CF F F F N =+++=?+-= 全程空载时：
U H s2F =CF +F =1.068221+720=9434N ´
由此可得，总圆周力最大时为U F =11768N ，电动机处于发电状态 6、功率计算
11768 2.5
29.42()10001000
u A F V P KW ´=
== 电动机功率 29.42
40'"0.90.90.92
A M P P kw hh h =
==创 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：o B G min max a (q +q )g 1.2(10.72+16.67)9.81
F 4030(N)8(h/a)80.01
创?=´
回程分支：U B min max
a q g 310.729.81
F 3943(N)8(h/a)80.01
创?
=´
（2）输送带工作时不打滑保持的最小张力
2min U max
1F F 1
e μα≥-
其中：起动时传动滚筒的最大圆周力
Umax U A F =F K =11768 1.5=17652(N)创 取=2.85e m j
则有2min F 9542(N)³
由F 2min =9542N,计算输送机各点张力，忽略附加阻力，可得F 4点张力：
42B RU B F F q Hg fLg(q +q cos )
=954810.721309.810.01215009.81(2.38+10.72cos5) =-1817N 4030N d =-+-创+创?£ 不满足垂度条件。

将F 4增加至8000N 后重新计算各点张力得：
F 2=19365N ，F 1=35620N ，F 1-2=54985N 。

8、验算
（1）
111235620 1.85 2.8519365
F e F m j ==?，满足不打滑要求。

（2）胶带安全系数 680800
15.335620
B n F 创===1St ，满足要求。

9、制动器选型
滚筒轴上所需制动装置的制动力矩：
0.75[(2)]N G B RO RU h M D q H q q q L g ω=-++
0.75500[16.67130(210.72 6.45 2.38)14940.012]9.81=创??+创?
5975N m =g
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
运输量：Q=150t/h
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：
F 4
F 3
F 2
F 1
计算简图
210
3
5、圆周力计算：
传动滚筒圆周力按以下公式计算： F U =CF H +F S1+F S2+F ST 其中，查表，取C ＝1.25 （1）主要阻力
=((2)cos )H RO RU B G F fL q q q q g d +++ 取f ＝0.03 式中 每米物料重150150
16.67/3.6 3.6 2.5
G q kg m v =
==´ 托辊转动部分重量10
R0G 7.74q 6.45kg /m a 1.2
=
==，2RU u
G 7.15q 2.38kg /m a 3
=
==
选用ST=680N/mm 的PVG 整体带芯输送带，查得010.6/q Kg m = 由此，经计算得
((2)cos )0.03210[6.45 2.38(210.616.67)cos0.8]9.812886H RO RU B G F fL q q q q g
N
d =+++=创++?创=o （2）主要特种阻力
1=S gl F F F e +
不选用前倾托辊，故0F ε=
2222
1222
9000.70.0460.99.81 4.5
2.50.49535v gl I gl F v b N m r =
创创?=
´= 其中3150
0.046/3.6 3.6900
v Q I m s r =
==´ 20.7, 4.5,10.495l m b m m === 故154S F N = （3）附加特种阻力
2S r p F F F =+
本带式输送机不配置犁式卸料器，故Fp=0
3
40.026100.6720r F Ap N
m ==创?= 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，
2
0.008
0.012
0.02A m =+=
故2720S F N = （4）倾斜阻力 =st G F q Hg
16.6739.81=创
491N = 由此，总圆周力
121.252886357204914854U H s s st F CF F F F N =+++=?++=
6、功率计算
4854 2.5
12.1()10001000
u A F V P KW ´=
==
电动机功率 12.1
18'"0.90.90.85
A M P P kw hh h =
==创 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：o B G min max
a (q +q )g 1.2(10.6+16.67)9.81
F 4013(N)8(h/a)80.01
创?
=´
回程分支：
U B min max
a q g 310.69.81
F 3899(N)
8(h/a)80.01创?
=´
（2）按不打滑条件计算
2min U max
1
F F 1e m a ³-
其中：起动时传动滚筒的最大圆周力
Umax U A F =F K =4854 1.5=7281N 创 取11
22
= 2.85e e
e
m j
m j m j ?.
则有2min F 3936N ³
由F2min=3936N,计算输送机各点张力，忽略附加阻力，可得F4点张力：
42B RU B F F q Hg fLg(q +q cos )
=393610.639.810.032109.81(2.38+10.6cos0.8) =4426N 4013N d =-+-创+创?≥ 满足垂度条件。

1
2U F F +F 4426+48549280N ===。

8、验算 （1）
11
12
F 9280 2.10e 2.85F 4426
mj
==?，满足不打滑要求。

（2）安全系数 T 1
S B 680800n=58.62F 9280
´=
=，满足要求。

9、传动滚筒选择
初定传动滚筒为DT Ⅱ（A ）80A105Y （Z ），代号8050.1，直径为500mm ，许用合力为40N ，许用扭矩4.1kN.m 。

传动滚筒所受合力：F n =F 1+F 2=13.7kN<40kN 传动滚筒所受扭矩：M=
u max F .D 2000
=
72815002000
´=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：
G B R0RU G h N 0.75D[q H (2q q q q )L f ]g
M i
-+++=
0.750.5[16.673(210.6
6.45 2.3816.67)209.90.012]9.8119.36
创??++创?=
-12.88N m =g
其中：0.51480
19.3660602
Dn i v p p 创=
=?´ 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d K ＝22mm ，绳重P K ＝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、
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αmax=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d
K ＝2.07kg/m；钢丝绳抗拉强度1570MPa；钢丝绳中全部钢丝破断拉力总＝24mm，绳重P
K
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。

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′＝
()0min
0()(0.015cos sin )sin 0.25cos a
n q q g S L g m ββσββγ+++-⨯+⨯钢丝绳
＝1.12kg/m ；
min S ：钢丝绳最小张力，取3000N ；
0γ ：钢丝绳密度，取95503/kg m ；
σ钢丝绳 ：钢丝绳抗拉强度，取15702N /mm ；
β：运输线路倾角，取12°； L ：运输线路距离，取1500m ；
a m ：钢丝绳安全系数，a m =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；
0q ：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：
0()(0.015cos sin )(0.25cos sin )z k F nq q g P L g ββββ=++++=55.87kN 空侧钢丝绳向下运行，其阻力为：
(0.25cos sin )k F PL g ββ=-=1.12kN 运输系统各点张力：最小张力点在1S 点，
1min S S ==3kN ； 211.05S S ==3.15kN ；
32k S S F =+=4.27kN ； 431.05S S ==4.49kN ； 54z S S F =+=60.36kN ；
由上面各点张力计算可得max 5S S ==60.36kN, min 1S S ==3kN ；
牵引力51s F S S =-=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：
0()(0.015cos sin )(0.25cos sin )z k F nq q g P L g ββββ=+-+-=-35.44kN 空侧钢丝绳向上运行，其阻力为：
(0.25cos sin )k F PL g ββ=+=13.77kN 运输系统各点张力：最小张力点在4S 点，
4min S S ==3kN ； 321.05S S ==3.15kN ； 23k +S S F ==16.92kN ； 121.05S S ==17.77kN ； 54z -S S F ==38.44kN ；
由上面各点张力计算可得max 5S S ==38.44kN, min 4S S ==3kN ； 牵引力51s F S S =-=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）
151
(1)
ua m S e K S S -=
-=1.71＞1.15 m K ：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）
max min ()1000b
S S v
N K η
-==55.25kW。