还剩125页未读,继续阅读
本资源只提供10页预览,全部文档请下载后查看!喜欢就下载吧,查找使用更方便
文本内容:
前言白山市八道江区东山煤矿是由原“白山市八道江区东山煤矿”和“八道江区玉顺煤矿”两个独立生产井口经资源整合后形成的,并将矿井定名为“白山市八道江区东山煤矿”,原东山煤矿和玉顺煤矿属同一个煤田两个矿井均为复采矿井,矿井的原设计均为小窑浅井开采,设计能力仅为3万吨,两矿井资源整合后由国土资源部门重新划定了矿井境界,经白山市地质矿产勘查开发院统制了《吉林省白山市八道江区东山煤矿资源储量核实报告》,该报告提供了矿井资源储量为
67.2万t为更好的开采利用该井区的煤炭资源,根据当前国家和省市对煤矿生产的法规和政策,对该矿井进行技术改造,使矿井能力增加至6万t/a为此,在批准的矿井“资源储量核实报告”和“矿产资源开发利用方案”的基础上,编制该矿井技术改造初步设计
一、编制设计的依据
1、2007年5月1日实施的《煤炭工业小型矿井设计规范》GB50399-
20062、《煤矿安全规程》2006年版
3、吉林省煤炭工业管理局《关于吉林省开办小型煤矿的若干(暂行)规定的通知》[吉煤行管]字(第2004)208号
4、吉林省人民政府办公厅明传发电吉政办明电
[2006]143《吉林省人民政府办公厅转发省煤炭资源整合领导小组办公室关于煤炭资源整合方案审查及下步工作实施意见的通知》
5、白山市地质矿产勘查开发院编制的《吉林省白山市八道江区东山煤矿矿产资源储量核实报告》
6、吉林省国土资源厅关于《吉林省白山市八道江区东山煤矿资源储量核实报告》矿产资源储量评审备案证明(吉国土资储备字
[2008]43号);
7、白山市八道江区东山煤矿设计委托书
8、安监总局煤行
[2007]167号文《国家安全监管总局、国家煤矿安监局关于所有煤矿必须立即安装和完善井下通讯、压风、防尘供水系统的紧急通知》
二、设计的指导思想
1、认真贯彻执行“安全第一,预防为主,综合治理”的安全生产方针,严格执行国家对煤矿企业制定的各项政策和法律、法规结合小型矿井生产的特点,在矿井开拓方式和巷道布置、提升、运输、通风、排水和供电等各主要生产系统和环节,都要保证安全生产的需要,做到技术上先进,经济上合理
2、充分利用和改造矿井现有的主要巷道和生产设施、设备,降低改造费用,达到节能降耗的目的
3、做到布局合理,生产、管理集中,系统完善,环节畅通,达到减少岩巷掘进,煤巷维护工程量少的原则,使矿井改造的工程量少、工期短、投产快的经济目的
4、做到节能、节水、节耗、节省土地的原则
5、做到各项经济指标先进、合理
6、尽量采用先进成熟技术以利于矿井管理人员和作业人员学习和掌握,使矿井在服务期内不被淘汰
三、设计的主要特点、主要经济指标及分析
1、主要特点⑴该设计是在原东山煤矿和玉顺煤矿两套生产系统的基础上进行技术改造,井区内能利用的井巷工程,在考查后能保障安全生产的前提下,对部分巷道和系统进行了保留,以减少初期的投资;⑵原东山煤矿和玉顺煤矿通达地面的斜井、立井多达数条,而且均存在着布局不合理、占压煤柱、可采资源减少的弊端,因而本次设计将两矿井原有的井筒部分废弃,并填实封严,仅利用原东山煤矿的地面主斜井做为本次设计的副井筒,在井区的西端补掘新主井,做为本次开采的主提升井,主提升井设计在煤层底板之中这样布置的优点为a解放了井区内所有的煤柱,使可采资源增加;b一条井筒可直接通达井区的最底部,减少了矿井的生产环节;c可充分利用原井区内的岩巷工程,使其它巷道掘进大为减少,从而节约了矿井投资⑶矿井采用了壁式采煤法,使矿井回采率将有大幅度提高;⑷回采工作面采用液压单体柱和π钢梁支护,使其更能适应采面的地质变化,便于煤矿灵活掌握和管理;⑸采用利旧工程,使矿井在投入少的情况下即可达产
2、主要经济指标及分析该矿井设计生产能力为6万吨/a,矿井年工作日为330天,经测算矿井达产后,正常生产成本为
128.49元/t(按2007年人工、材料、动力单价标准),该煤种2007年在白山地区最低售价可达210元/t概算静态投资
995.08万元;其中井巷工程
568.68万元;土建工程
85.10万元;设备器具购置
201.70万元;安装工程
129.60万元,工程建设其它费用
10.00万元,工程预备费
69.66万元建设项目总资金
995.08万元,其中铺底流动资金30万元,项目总投资
995.08万元,其中全部流动资金
99.50万元,资金筹措建设项目资金全部由矿山企业自筹经测算矿井年销售收入为1440万元年生产总成本为
770.94万元年销售税金及附加额为
187.20万元年利税总额为
669.06万元税后可获净利润为
481.86万元投资利润率为
48.42%投资利税率为
67.23%矿井投资回收期为
2.07年(含税)
四、存在主要问题的建议
1、矿井未整合前,矿井正常涌水量为15m3/h,最大涌水量为25m3/h矿井整合后,井田面积扩大,开采强度增大,矿井技改后和技改过程,应该分阶段实测矿井涌水量,并按设计备好备用排水设备,以便防止因水害影响矿井生产
2、矿井周围小井或浅窑的煤层或断层均与该矿井有着一定的联系,且是复采矿井矿井的地表水不但能顺着矿区内的塌陷坑流入矿井,也可顺着其它矿区的塌陷坑渗入该矿井,因而在雨季,矿井必须设专门的观测机构和人员对地表水的流经方向、流量等进行详细观测,并与该矿井的涌水情况进行比较,做出科学的判断,以避免水害的发生
3、矿井是复采,矿井除底板大巷建议采取锚喷支护外,其它在煤中或半煤中的巷道均应采取金属支架支护,支架应选取利于机械回收的直梁、直腿式“U”或半圆形支架尽量避免使用,以达到降耗节能的效果
4、煤层陡急的地段,在伪倾斜尚不能构成工作面的情况下,应请专家进行采煤方法专项论证,找出可行的采煤方法,并做特殊采煤方法专项设计,在保证安全的情况下,按专家论述和设计进行回采,避免丢煤
5、倾斜壁式工作面采煤法,虽然在工艺上属成熟技术,但在该矿区还属新技术应用,在生产前矿井的各部门和生产的主要工种人员必须到相应的矿进行学习,确实掌握该方法的主要要领和工艺,方可在矿井推广使用,以免因技术不熟练而导致事故
6、矿区内的小窑、浅井,包括该矿井的井巷工程,在实施本设计的过程中,必须填实封严,并做好记录和观测,避免废旧工程给矿井安全生产带来隐患第一章井田概况及地质特征第一节井田概况
一、交通位置吉林省白山市八道江区东山煤矿位于白山市八道江区六道江镇下甸子村境内,其行政区域隶属于八道江区六道江镇管辖,矿区中心点地理坐标为东径126°16′19″,北纬41°50′00″矿区距八道江区政府约
18.1km,距国铁通化~白河线、道清车站2km,矿区北部有国家二级和省级公路鹤大和通化至临江线通过,距矿区
1.5km矿区有简易公路与上述公路与铁路站点相连结,交通极为方便附交通示意图交通位置示意图图1-1-1
二、地形和地貌该矿山地处长白山支脉,老岭山脉北坡,浑江南岸的低山区,区内地表为山区沟谷宽缓地带,海拔标高一般在+500m~+600m,比差100m,矿井地表多为荒山,无农田,井田位于缓坡形地带,地表水排泄畅通
三、河流、湖泊分布及范围、最高洪水位矿井的北部是白山地区的主要河流——浑江,距矿区约3km,该段河床标高在+442m左右,最高洪水位不超过+460m,且有公路和铁路与该矿区相隔,水力沟通与该矿区无联系区域内无河流和湖泊,因是低山沟谷宽缓地带,地表水下泄畅通,直接流入浑江浑江的最高洪水位+460m,井区的地表最低标高+500m,相差40m以上,因而井区内不受洪水威胁
四、气象及地震井区内属亚寒带中等温度的季节性气候,区内温差较大历年最高温度为37℃,最低温度为-
34.5℃,冻结深度一般为
1.6~
1.8m,冻结期为11月份,解冻期为翌年4月中旬,平均积雪厚度25~40cm,平均降雨量最大为1100mm,最小为350mm,多集中在
7、8月份,季节风明显,冬季多西北风,夏季多西南风,最大风力7级,一般为3~4级,最大风速为20~25m/s区内有记录以来,未发生过破坏力的地震,以白山地区为准,一般构筑物,以地震裂度6级为构筑物的建设标准
五、矿区的经济状况白山市八道江区是白山市政府所在地,白山地区经济、文化的中心,区内煤炭、林业、建材、有色金属、煤炭加工、机械制造加工、服装加工流通等构成区域经济的支柱,其中遍布在区内的煤矿占整个区经济的三分之一以上其区内有国营较大型煤矿一座,属通煤集团公司所属,年产煤炭在100万吨左右,也是白山市能源生产的主要基地,区内分布的各类小煤矿,年产能力在100万吨以上区内有洗煤厂五处,洗选能力超过百万吨白山市地区大型企业有通煤集团公司、通钢集团公司的板石矿业、东圣焦化公司和白山地区的最大火力发电公司——浑江发电公司落户在该区区域即是能源生产的大区,也是能源消耗的大户,区内各种生产要素和经贸活动都比较活跃,该矿井是在不断深化整顿的基础上,为区内能源补充成为不可缺的生产要素该矿井是在煤矿不断深化整顿积累资金壮大煤矿装备,以适应当前党和国家对煤矿生产提升的要求煤炭行业无论是生产或加工行业对稳定地方经济,扩大社会就业,发展区域经济都起到了积极作用
六、煤田开发史及现有生产在建矿井情况该矿区是属于原通化矿务局道清煤矿南平峒井已采区的一部分该矿井的地质勘查工作由原东北地质局105地质勘查队进行勘查,提交地质报告,原南平峒井于1990年闭井,1997年随着煤矿开发的升温,白山市八道江区东山煤矿和玉顺煤矿先后根据原道清煤矿南平峒井的部分资料,对该区残存资源进行了建井复采2003年6月,应东山煤矿和玉顺煤矿的委托,白山市煤田地质测量勘察大队对该矿区煤炭资源重新进行了复核,并编制了《吉林省白山市八道江区东山煤矿、玉顺煤矿矿产资源储量复核报告》,该报告经白山市国土资源局审查,吉林省国土资源厅确认备案两矿井在该报告的基础上,委托设计单位完善了矿井设计,并对该资源进行了较为规范的开采2007年随着国家对煤矿生产要求的进一步规范,两矿井的资源和装备需要重新进行整合,以提升矿井的生产规模和规范矿井的生产环节,使矿井能够更安全、更经济、开采该井区的剩余资源白山市八道江区政府煤矿资源整合领导小组根据政策要求同意两矿井进行了资源整合,整合后矿井名称为白山市八道江区东山煤矿该矿委托白山市地质矿产勘查开发院按照重新划定的矿区范围编制了《吉林省白山市八道江区东山煤矿矿产资源储量核实报告》,吉林省国土资源厅进行了《关于吉林省白山市八道江区东山煤矿资源储量核实报告矿产资源储量评审备案证明》确认了该矿矿产资源储量为
67.2万吨其中[111b]
67.2万吨,
[111]
53.8万吨该矿区资源赋存稳定,已往由于受到开采技术的制约,无论是国营开发期间还是民营开发期间,均采用的是巷道采煤,回采率低,使残存资源较多为本次资源开发利用,提供了较为可靠的资源量,本次设计的最终资源量采用
66.8万吨该矿井始建于1997年,原设计能力为
3.0万吨/年2006年根据《吉林省人民政府办公厅转发省煤炭资源整合领导小组办公室关于煤炭资源整合方案审查及下步工作实施意见的通知》(吉政办明电
[2006]143号)文件精神,该矿井与八道江区玉顺煤矿进行煤炭资源整合,整合后的矿井名称为“吉林省白山市八道江区东山煤矿”该井由于是两个独立的生产井口进行资源整合,两井口原通达地面的井筒个数较多,整合后通达地面的立井均全部取消,并填实封严整合后,只保留原东山煤矿的主斜井为本次设计改造后的副井,并在新划定的矿井境界西部重新设计主井,并以该井为核心布置工业广场和矿井的主要生产辅助环节,使矿井布局紧凑、合理,以利于管理和生产东部的副井(原主井)地表标高为+
558.7m,井底已掘至+450m,井筒倾角为25°,设有提升系统和排水系统,该井筒在+480m标高与原道清煤矿南平峒井的+480m平峒有贯通点,经勘查+480m南平峒均掘在煤层的底板之中,巷道现状完好,且贯穿井区东西,是可资利用的井巷工程
七、现有煤炭运销和经济效益该矿井所生产的煤炭主要用途是动力煤和民用煤,现白山地区即是能源生产区域,也是能源消耗区域,区域内用煤大户浑江发电公司年消耗电煤在300万吨以上,白山地区仅能满足其2/3的消耗量,另1/3需要外购,而且随着煤炭深加工企业的兴起,电煤短缺的局面是不会在短期得到改善的,且该矿井交通极为通畅,煤炭销运均不会困扰矿井生产煤炭的生产成本在130元/t左右,而煤炭的销售价格均在210元/t以上,利润空间达50%矿井技改成功后,生产能力将达到6万t/a水平,年获利润是可抵销其投资技改的风险
八、矿区供电及其它矿区供电电源一条来自六道江农用变电所,电压等级10kv,线路50mm2距矿3km,另一条回路来自距矿2km的道清变电所,电压等级10kv,矿区内无农田及排灌水利设施,无古迹及旅游区,无居民和其它建筑物第二节地质特征
一、井田地质构造该井田位于浑江向斜之南翼部分,向北倾斜,煤层倾角22°~67°,浅部较陡,深部较缓,西部较缓,向东逐渐变陡井田内断裂构造仅一条,即F0断层在井田的南部,贯穿整个井田的南部边界,对井田的开采无大的影响井田内没有大中型断层
二、含煤地层及煤层该井田附近出露地层有古生界奥陶系、石炭系、二迭系和新生界第四系,由老至新简述如下
(一)奥陶系中统马家沟组(O2m)主要分布在浑江两岸山地主要以中厚层、厚层及少部分薄层状灰岩、白云质灰岩组成,含有少量燧石灰岩和由泥质白云质团块构成的豹皮状灰岩,底部有一厚层角砾状灰岩主要化石有鹦鹉螺、腹足类及三叶虫化石,厚度500m左右
(二)石炭系中统本溪组(C2b)主要分布在该井田外围,上部以灰~灰黑色页岩为主,夹数层灰岩透镜体,顶部含铝土质;下部以灰绿色砂岩为主,夹灰色砂岩、页岩及紫色砂岩,近底部含铝土质;底部常为砾岩,含薄层紫色页岩化石主要为腕足类及海百合茎化石,厚度50~150m,与中奥陶统马家沟组呈平行不整合接触
(三)石炭系上统太原组(C3t)灰色、灰黑色砂岩、页岩,该井田内不含可采煤层,底部为灰、灰白色中粗粒砂岩或含砾砂岩,是与本溪组的划分标志,与本溪组呈平行不整合接触
(四)二叠系下统山西组(P1s)该井田主要含煤地层,为一套纯陆相的含煤建造,岩性为灰色、灰白色砂岩、页岩及煤层底部为灰~灰白色粗砂岩或含砾砂岩可作为标志层,与太原组呈平行不整合接触
(五)二叠系下统下石盒子组(P1x)、上石盒子组(P2s)、石千峰组(P2sb)下石盒子组为灰色、灰绿色砂岩、页岩夹有紫色砂页岩、含铝土质页岩,底部为砂岩,与山西组呈连续沉积上石盒子组为灰紫色、灰绿色、灰色中~细粒砂岩,含砾砂岩,夹页岩、粉砂岩,为一套紫色正常沉积底部灰绿色粗砂岩或含砾粗砂岩作为与下石盒子组呈平行不整合接触的标志石千峰组以紫色砂岩为主,夹紫色页岩、青灰色及灰绿色砂岩、页岩,与上石合盒子组呈连续沉积
(六)第四系(Q4)下部为坡积层及冲积砂砾层,厚度
1.50~
5.00m,上部为腐植土和亚粘土,一般厚度2m左右
三、煤质
(一)煤的物理特征黑褐色,肉眼鉴定煤岩类型,以暗煤为主,半暗煤次之煤的颜色为黑~黑褐色,似金属光泽,条痕为黑色,黑褐色,硬度1~3度,以块状为主,粉状次之,煤的容重值平均为
1.32t/m3
(二)煤质化学特征该井田煤的化验结果如下水分平均值为
1.36%;灰分平均值为
19.76%;挥发分平均值为20%;低位发热量平均为18MJ/kg;硫的含量平均为
0.21%,磷的含量
0.01%,胶质层y值0~10mm
(三)煤质牌号及其工业用途根据中国煤炭分类方案,该井田的煤质牌号为瘦煤、贫煤,以贫煤为主,用途可做工业用煤,亦可做为动力用煤和民用煤
四、瓦斯、煤尘、自燃状况根据《2006年矿井瓦斯等级鉴定结果批复》,结果如下矿井瓦斯相对涌出量
7.53m3/t,绝对涌出量
0.56m3/min,鉴定等级为低瓦斯矿井,矿井二氧化碳相对涌出量
3.09m3/t,绝对涌出量
0.23m3/min,鉴定等级为低级煤科院抚顺分院试验室鉴定,煤层自燃等级为Ⅲ级,煤尘爆炸指数
18.09%,煤尘具有爆炸性危险该矿井为复采区,根据矿方提供开采资料,没发生过瓦斯突出和冲击地压现象;井下温度未发现异常现象,地温梯度小于3℃/100m;瓦斯梯度为68m/m3/t
五、水文地质条件
(一)矿井水文地质条件该井田水文地质条件简单,井田地处浑江南岸低山区,地表标高在+500m~+600m,比差100m地表为荒山,无永久性水体,基岩以古生界二叠系砂页岩为主,井田外围有少量的石炭系本溪组砂页岩出露,山间沟谷发育,排泄条件较好,大气降水大部分通过沟谷排泄,部分大气降水通过第四系坡积物沿风化裂隙渗透到已采区沉陷裂隙进入井下
(二)含水层
1、第四系砂砾层孔隙含水层以坡积物和冲积物为主,下部为砂砾或砂砾型粘土,透水性较好,一般含水层厚度2~5m主要是大气降水,由于地表沟谷发育,大部分雨水顺沟谷排泄,仅部分雨水通过风化裂隙渗透到已采区沉陷裂隙进入井下
2、二叠系风化裂隙含水层该层厚度35~230m,浅部30~50m风化裂隙发育,构成风化裂隙含水层,主要接受大气降水补给
(三)隔水层煤系下部为中石炭系本溪组岩层,与上部煤系呈平行不整合接触,岩性以砂页岩、泥岩互层为主,中夹3~5薄层铝土质泥岩该组赋存面积小,与外界无水力联系,裂隙和岩溶均不发育,透水微弱,几乎是不含水,可视为良好的隔水层
(四)充水因素及涌水量
1、充水因素由于受开采的影响,地面会产生形变或沉陷,大气降水就会通过基岩裂隙和冒落带及塌陷区、采空区直接进入井下,成为矿井的主要充水因素
2、矿井涌水量根据矿山几年的生产实践,现矿井开采标高已达+350m,其水文地质条件已得到充分揭露在此情况下,经实测矿井正常涌水量为15m3/h,雨季最大涌水量为25m3/h上部采空区开采不均衡,会有积水存在所以,今后在生产中要注意加强探放水工作,确保安全生产
(五)综上所述,该矿井地质条件类型属简单类型,即以裂隙孔隙水直接充水水源的矿床
六、地质勘探程度及存在的问题
1、地质报告编制情况该井田是原通化矿务局道清煤矿南平峒井的一部分,原南平峒井的地质报告和补充地质报告和采后总结均难查找2007年由白山市地质矿产勘查开发院对该井区做了矿产资源储量核实报告该报告类似于井田详查地质报告,该报告得到了吉林省国土资源厅认可和批复并以文件形式给予批准采矿权证
2、勘探类型及网度矿井的勘查工作由1955年~1959年由东北煤田105地质队进行了勘探工作并于59年提交了《道清勘探区精查地质报告》(包括该井区)其勘查网度为200×200m,因构造其勘探类型为Ⅱ类
3、地质构造对开采的影响根据资源储量核实报告,井田内仅4号层可采,区内构造对开采有影响的断层有R4和F1,R4在井田的深部落差10m,倾角71°,在走向上渐出井区外部F1逆断层,断距25m,倾角30°,在井区的西部,使西部煤层增厚,其它断层在井田的边界和边界以外,对开采影响较小,区内存在一些小断层和小褶曲,与煤层倾角不一致,对开采的连续性有一定影响
4、煤层对比的可靠性对开采的影响该井区是残区复采,且开采历史较长,无论是勘探工程或是生产工程对区域的各煤层都往复揭露多遍,其煤层赋存的可靠程度相对于新区要高煤岩对比也易于识别,但井区无采后总结对残存储量和煤层残存厚度描述过粗,会对生产中的巷布和开采带来一定影响
5、地质资源储量情况及评价该井田是残区复采,经吉林省国土资源厅对文件形式批复的资源储量为
67.2万吨其储量级别见资源储量表1-2-1资源储量汇总表表1-2-1单位kt资源储量类型编码保有量累计查明量储量111538基础储量111b672717井田内资源储量为
67.2万t,设计储量
67.2万t因井田是复采,虽然没有采后总结报告,但各项工程控制较多,煤层赋存状态、层数及残存厚度均了解的比较详细,因而报告的资源储量及所列的储量级别是可信可靠的,可以用做设计
6、开采技术条件矿井的瓦斯等级、煤质分析及工程地质都能按要求做出评价,具有指导投产后的安全生产意义
7、对地质资料的评价,存在问题及勘探工作的建议
(1)矿井是多年的生产矿井,巷道所揭露工程较多对煤层构造及地质变化基本已经查明
(2)煤层的生成年代,主要可采煤层层数层位、厚度、结构和可采范围及可采边界进行了严密的控制
(3)详细查明了可采煤层的煤类、煤质特征及其变化特点,确定了煤种,评价了工业用途
(4)储量计算清楚
(5)报告中对水文地质及开采技术条件进行了总体论述,论述较详尽,但资源整合矿井周边废弃的小窑浅井及塌陷区论述的较为简单,应在今后技改和生产中加强这方面工作,掌握矿井涌水的变化,确保安全生产
(6)报告中对井区内的断层进行了描述,但断层的具体要素描述的过于简单,对今后生产可能带来的影响论述的不够充分,应在今后的采掘过程中对采区内的断层加以收集整理,确保有指导采掘生产的意义
(7)在技改中和生产中必须加强资料收集整理工作,使资料归档,以利于指导今后安全生产
(8)加强探放水工作,在技改中和生产中必须把探放水工作放在重中之重,每项工程均应有相应预案,防止水害发生第二章井田开拓第一节井田境界及储量
一、井田境界吉林省国土资源厅吉矿审字
[2007]第0093号《白山市八道江区东山煤矿煤炭资源整合资源储量估算情况说明》矿井的井田境界为八道江区东山煤矿资源整合后井田范围,其拐点坐标如下表2-1-1点号XY点XY146325054252424074633330425250962463288242524373846332554252515034633023425242789463327842525220446330684252444210463321642525240546331344252475411463315042525066646331554252470012463294542524850开采深度由+450m~+330m标高
二、资源储量矿井为资源整合矿井,且是残区复采,揭煤工程较多,煤层赋存状态较为清楚,《核实报告》对资源分类和变动情况描述较为准确资源储量见表2-1-2资源储量表表2-1-2单位kt标高111b+450~400332+400~350210+350~矿界130总计672
(一)矿井煤柱储量本次设计充分考虑到矿井的资源储量较小,原各井筒均有压占煤柱的情况,使可供开采的资源无形中又减少了许多因而设计中,新主井是沿煤层底板掘送,其它主要巷道和利旧巷道均选择在无煤带或煤层底板之中,使开采成为无煤柱开采,因而矿井的煤柱储量仅是临时的护巷煤柱,分阶段开采后集中上山和技术境界的煤柱均可得到解放并得到回收
(二)开采储量确定
1、矿井利用地质资源储量Σ地=111b=672kt
2、设计资源储量(Σ设)Σ设=Σ地=672kt
3、可采资源储量(Σ采)因其可采的煤层均是厚煤层,且是复采,根据规范要求设计回采率为75%Σ采=Σ设×75%=672kt×75%=504kt第二节矿井设计生产能力及服务年限
一、矿井工作制度矿井年工作日数为330d,每天三班作业,每班8h,净提升时间16h,实行“两采一准制”,即两个班进行回采,一个班进行工作面准备
二、矿井设计生产能力根据矿井煤层赋存情况和设计规范的要求以及该矿井的实际情况,确定矿井生产能力为6万t/a
三、矿井服务年限的确定矿井服务年限T=Σ采÷(A×K)式中T—矿井设计服务年限a年Σ采—矿井设计可采储量万t取
50.4万tA—矿井设计年产量万t/a取6万tK—矿井设计储量备用系数,取
1.4则矿井设计服务年限为T=Σ采÷(A×K)=
50.4÷6×
1.4=6a矿井服务年限为6年
四、矿井生产能力的验证矿井生产能力确定的依据
(1)矿井属残区复采,复采煤层受原采出率的影响,残存率并不均衡
(2)矿井井田范围较小,储量并不十分大,不宜将井型盲目扩大到中型的范围
(3)现有井巷工程和生产系统及设备设施经小的改造即可完成6万t/a规模,可减少投资,也是矿井见效最快的方法
(4)符合白山市地区煤矿整合政策因而确定该矿井生产能力为6万t/a该矿井+450m以上煤层均已复采完毕,矿井可供开采的煤层标高为+330~+450m,垂高120m,根据矿井开采技术条件,确定矿井为斜井片盘开拓,片盘垂高选择为30m,第一片盘生产的标高确定为+420m~+450m,采区的走向长240m,倾斜长64m,煤层倾角25°左右,为稳妥起见,工作面长度不宜超过50m,采用倾斜长壁,工作面倾角不大于25°,则取工作面长度40m,采高
2.2m,矿井采用“两采一准制”,则矿井日生产能力为1)回采工作面生产能力A回=L·L1·M·R·C·P·式中A回—回采工作面日产量t/dL—回采工作面长度取40mL1—回采工作日推进度取
1.6mM—回采工作面采高取
2.2mR—煤质容重取
1.32t/m3C—回采工作面回采率取
0.9P—回采工作面循环率取95%A回=40×
1.6×
2.2×
1.32×
0.9×95%=
158.9t/d2)采准工作面生产能力矿井有一个采准工作面,工作面掘凿断面均为
6.44m2,每面循环进度为
0.8m,日循环数6个,取循环率70%,则采准工作面日产量为A准=S掘×6×
0.8×
1.32×
0.7=
29.12t/日3)年生产能力验证全年作业天数为330天A矿=(A回+A准)×330=(159+29)×330=199×330=
6.2万t/a通过验算,上述参数的选择可以保证矿井年产6万t生产能力的要求,参数选择和工作面设计合理可靠第三节井田开拓
一、井田内地质构造、老窑范围、煤层及水文等条件对开采的影响
1、地质构造井田属单斜产出,煤层走向东西,向北倾斜,煤层倾角22°~67°,地质构造较简单,在实际生产中,已控制的小断层对开采影响不大
2、相邻矿井及老窑范围矿井周围尚在生产和办证的矿井有东北方向有通煤集团的道清矿一井和正在办理证照的道清矿南异井这些矿井都由国土资源部门划定的矿界和隔离煤柱与该矿相隔离各自独立开采生产但因煤层有相连续的地方,在实际生产中,矿井还需与邻矿签订协议,交换采掘工程图纸,以保障各自的安全生产井区内的老窑、老巷较多,老窑老巷的采掘资料由于受到当时条件的制约,保存的并不完整,在矿井的实际生产中,必须引起矿井的高度重视,做出相应的预案,保证老巷老窑对该矿井的采掘工作不会造成影响
3、矿井水文条件从报告中描述的较为简单,但在技改和生产实际中必须引起重视,做到预测预报“有疑必探,先探后掘,先治后采”的原则,防止水害的发生
二、开拓方案矿井是资源整合矿井,井田呈不规则的多边形矿井整合后设计选择井田的西部平缓的沟谷宽缓地带,另建新主井和地面工业广场,原东山煤矿的主斜井掘凿在井田的东部无煤区域,井筒状况比较好,大部分为岩巷,上部已发碹至基岩段,可做为本次设计的副井筒,井田的南部原南平峒+480平巷,掘凿在煤层的底板之中,巷道状况好,并且与原东山煤矿的主井(本次设计的副井)有片盘相连通,且贯穿该井田的南部边界,可做矿井的主要回风大巷加以利用根据以批复的矿井开发利用方案,主井筒主井筒地表标高为+
503.8m,井底标高为+330m,井筒坡度设计为20°,斜长509m,担负提升、运人、入风入料等项任务副井筒为原东山矿的主井,地表标高为
558.7m,井底标高为+420m,井筒坡度为25°,因该井筒+450m以下是沿煤掘送,维护较为困难,井筒的+480m标高与原道清煤矿的南平峒+480m底板大巷相联通该井筒的+480m以下本次设计不予利用,使井筒与+480m底板大巷构成该矿井的主要回风系统,担负回风和安全出口
三、水平划分该矿井煤层赋存在+450~+330m之间,煤层呈西缓东陡状态,矿井的主要储量集中在井田的中西部,因而根据开拓布置的特点,矿井为斜井片盘开拓,片盘的垂高为30m,首选片盘的标高为+420片盘,片盘个数为4个
四、井筒的形式及数量
(1)主井主井筒为斜井,地表标高为+
503.8m,井底标高为+330m,井筒坡度20°,井筒掘凿煤层底板之中,井筒支护上段毛石砌碹,下段锚喷,井筒掘进断面
6.44㎡,净断面
5.35㎡
(2)副井副井筒为斜井,地表标高为+
558.7m,井底标高为+450m,井筒坡度25°井筒大部分掘凿在煤层底板之中,井筒支护由毛石砌碹和梯形木支护组成,井筒掘进断面
6.44㎡,净断面
5.25㎡,在+480m标高,该井筒和原南平峒井的+480m大巷相连通,+480m大巷为岩石裸巷,大巷现净断面为
6.0㎡
五、采区划分根据该矿井煤层赋存情况和井田形状将井田划分为4个片盘,即+
420、+
390、+360和+300片盘本次设计的首采工作面即设计在+420m片盘
六、开拓巷道布置井田的西翼地表标高为+503m,井田的中部地表标高为+560m,与西部相对,高差近60m,且地表工业广场难以选择新主井无法布置在煤层底板之中,势必形成新的永久煤柱,因而矿井采取一翼开采设计,将新主井布置井田的西部,以降低主井的掘凿长度,利于选择矿井的提升设备和其它辅助设备主井筒为本次设计的主要开拓巷道,井筒的地表标高为+
503.8m,井底标高为+330m,井筒坡度设计为20°,井筒斜长509m矿井的第一片盘选择在+420m标高,在该片盘、车场和石门开拓近110m方可揭入煤层,+330m为矿井的最低片盘,在该片盘布置的开拓巷道为车场和石门,车场和石门相加开拓长度为90m后揭煤在+420m石门中,沿煤层底板布置反掘上山480m岩石大巷相贯通,形成主副井的连通系统,完成矿井的主要开拓任务
七、井筒
(1)井筒断面主井主井为本次新设计的井筒,其断面确定的原则按照《规程》能保证入风、运送设备提升及井筒装备等各项安全距离前提下,选择最经济合理的断面形式,经排查对比,井筒大部分掘进在煤层底板之中,采用半圆拱形断面
5.75㎡即可满足《规程》《规范》的要求,因而主井的掘进断面为
5.75㎡,采用锚喷支护副井已经是施工的井筒,井筒上部为毛石发碹,发碹距离为35m,下段为梯形木支护,井筒掘进毛断面为
6.44㎡,平均净断面
5.25㎡,可以满足6万吨/a生产能力对副井筒的要求
(2)井筒施工方法a、上部表土风化基岩段采用开挖明槽、砌碹回填法,明槽开挖的边角坡度不得大于55°以保证施工的安全b、下部基岩段采用爆破钻进法施工,扒斗机装岩
(3)支护结构主井地表风化基岩段采取毛石发碹,发碹墙高
1.2m,碹拱直径
2.6m,净断面
5.77㎡,碹墙,碹拱发碹厚度为350~400mm基岩段采用锚喷支护,锚杆密度和支护厚度视围岩的稳固性而定即围岩层节理不发育比较稳定,锚杆密度拱基线以上,每裸露1平方米不少于1根,喷浆厚度30mm,围岩层节理发育,拱基线以上每裸露1㎡不少于
1.5~2根,喷浆厚度50mm如果围岩破碎则采用挂网和锚杆、锚锁联合支护,并喷射混凝土,混凝土的厚度为70~100mm副井为利旧工程,其上段发碹,下段为木支护,在技改中和生产中,如果木支护没变形和支护强度能满足回风行人要求,则不予更换,如果需要换,建议采用同类型的矿工钢翻修和替换
八、主要大巷位置、数目的确定矿井的主要大巷为利旧工程,+480m岩石平巷,该大巷位于井区的南界线内,沿矿界与副井相贯通,巷道总长644m,断面
5.75㎡,主要作用是回风和行人的安全出口
九、井下开采时对地面的影响井田内地表为低山坡地,矿井周围为多年开采的变形坑盆地,地表植被较少除该矿井井田的工业设施外,无其它构筑物和民建物,井区内+460m以上,均已开采完毕本次设计开采主要是+450m以下,该标高以下煤层对应的地表标高在+530~+600m之间相对开采深度为80~270m之间但因开采的是厚煤层,煤层的平均残厚均在3m以上且煤层倾角变化较大本次开采的强度相对以前较大,因而开采后地表将产生不同程度的变形,甚至形成塌陷盆地,影响地表水的流向,因此矿井在开采的过程中,应定期对地表形态进行观测,不断的修补地表变形,使其自然形态基本得以保持,以便今后绿化恢复植被做准备第四节井筒
一、井筒用途、布置及装备
1、主井位于井田的西部,本次新掘井筒担负矿井的提升、运料、运人、入风等主要任务,井筒铺设600mm轨距22kg/m轻轨,轨枕为木轨枕,压风管路为d108mm,消防灭尘管路为d76mm,并设有排水管两趟,管路直径为d140mm,井下用电设备的主电缆由该井铺设,信号、监控等电缆,由该井设铺设至工作面和地面监控室
2、副井已掘巷道,井筒装备有18kg/m600mm轨距的轻轨,地面有
1.2m提升绞车,供维修井筒和紧急升降人员使用,该井的主要用途为回风和安全出口井筒特征表表2-4-1井筒名称井口坐标标高m提升方位角o井筒倾角°井筒斜长m断面积m2支护备注XY掘净主井463258542524341+
503.
820205096.
445.38锚喷上段发碹付井463324042525211+
558.
725251876.
445.25梯木上段发碹第五节井底车场及硐室
一、井底车场形式的选定主井底车场根据矿井提升能力,矿井的设计生产能力为6万t/a,井底车场采用空重车双线甩车场布置,车场长度60m,存车长度52m,因其设计生产能力仅6万t/a,开拓任务不重,40m长度足够
二、井底车场,硐室名称及位置
1、由于矿井生产能力低,年产仅6万t,采区的垂高和走向均较小,服务时间也短,因而不设井底煤仓
2、水泵硐室及水仓矿井涌水量15~25m3/h,在主井底+330m标高,掘水泵硐室,并掘主、副水仓,水仓标高选择为+325m,两仓各自独立与+330m水泵硐室由吸水井相连,主水仓容积按矿井正常涌水量(15m3/h),8h容积计算主水仓长度L=25×8÷S净=40m式中L=水仓长度,S净水仓有效净断面取
5.0m2,取水仓长度40m,副水仓亦为40m水仓有效容积V=40×5=200m3水泵硐室底板面高出+330m车场
0.5m
3、变电硐室矿井井下无大型用电设备,采区和水泵峒室采用低压供电,因而井下不设变电峒室
4、井下爆破材料库矿井生产能力较小,矿井下不设永久爆炸材料库,火工品永久仓库设于地面,其建筑标准应符合公安部门的要求,并经公安部门验收后方可使用
三、井底车场、主要巷道及硐室支护方式及材料表2-5-1序号巷道及硐室名称工程量m支护材料掘进断面m2备注净掘1+330车场25锚喷
8.
79.47破碎时挂网2+330水泵峒室40锚喷
6.
447.03+325主水仓40锚喷
5.
255.754副水仓90锚喷
5.
05.25破碎时矿工钢支护第三章大巷运输第一节运输方式的选择东山煤矿属于小型煤矿,开拓方式及生产系统简单,井田走向距离450m,运输巷采用分层布置方式,均布置在煤层中,运输距离100m左右运输巷及回风巷采用矿工钢支护采区顺槽采用型钢支护,铺轨均采用15kg/m根据该矿井运距、运量,确定煤炭及辅助运输采用人力推车比较经济合理,平巷不设人车,人员通过斜井人车进入井下后,步行至各自工作地点运输巷净断面为
6.0m2,采用矿工钢支护,巷道坡度为5‰第二节矿车矿井采用1t固定箱式矿车,600mm轨距,做为井下运输大巷运煤及矸石之用,运送材料和设备用1t材料车和平板车根据井底车场、运输大巷、采区运输等各环节的特点,矿井所需矿车数量按排列法确定,各种车辆技术特征和数量见表表3-2-1矿车类型容积m3载重t外形尺寸mm轴距mm自重kg数量备注装煤装矸长宽高1t固定车箱
1.
111.620008801150550610361t材料车200088011505504965架子车1t平板车20008004505504642第三节运输设备选型矿井煤层走向并不稳定,顺槽掘进中遇顶、底板的现象较多,而且矿井井型较小,班出煤量仅105t,因而宜选择小型刮板运输机布置在顺槽和工作面比较合理SGB-320/Ⅱ型运输机运煤量40~45t/h,可以满足矿井工作面运输要求,为稳妥起见,在采区顺槽较长时(超过100m),为减少运输环节选用SGB-420/3011型刮板运输机做为顺槽的运输机根据矿井生产特点,SGB-320/11型运输机4台,上述设备可以满足矿井的设计能力需要第四章采区布置及装备第一节采煤方法
一、采煤方法的选择及工艺流程根据矿井煤层赋存情况,矿井的四层可采煤层倾角变化不一,且有大于30°的地段,煤层残存厚度不一,井田内总体的采煤方法选择长壁伪倾斜布置,工作面后退式采煤法在煤层倾角30~45°时,工作面与煤层倾角伪交,工作面的角度不得大于25°,工作面推进方向与顺槽垂直当煤层倾角小于30°,工作面倾角与煤层倾角相一致,顺槽与煤层走向保持一致当煤层倾角大于45°时,工作面又难布置成伪倾斜的25°时禁止采用单体柱壁式采煤法,应将该地段的资料收集清楚,聘请有关专家和部门进行专门论证和设计,采取特殊的采煤方法进行开采,防止丢煤现象的发生走向长壁伪倾斜采煤法的主要采煤工艺过程为放炮落煤→串梁支护(包括铺网)→人工攉煤入运输机→串梁回柱→落顶→上山放货入大巷→串车提升→翻入储煤场
二、工作面顶板管理及支护方式顶板管理采用全部陷落法,工作面支护采用单体液压柱与
2.4m~
3.2mπ钢梁相结合,采用双梁、双柱,采取一步一掂交替移柱串梁的方式,最小控顶距
2.4m,最大控顶距
3.2m,顺槽采用矿工钢梯形支护以利于回收
三、回采顺序大巷中起两条集中上山,在上山中向边界(或技术境界)掘送上、下顺槽至境界后,上下顺槽拉开切眼贯通,然后由境界向集中上山方向进行回采,分层的回采顺序为,先上段,后下段,在一个水平片盘当中,不得有两个回采面同时回采
四、回采工作面主要指标的确定回采工作面采用两采一准制,工作面长度一般在30~50m之间,平均40m工作面采高为
2.2m(单体柱为DZ22-30/100型,最大支护高度
2.2m),每班一循环,每循环进度
0.8m,日进
1.6m,循环率为85%,月推进度
40.8m,年推进度448m,工作面日生产能力142t
五、回采率的确定根据煤层赋存条件和采煤方法的选定,采区回采率为75%,工作面回采率为95%,如果煤层厚度大于采高应考虑放顶煤设计,可提高工作面回采率但放顶煤采煤法必须经过有资质的设计单位论证、设计做具体的采煤方法设计方可实施
六、主要材料消耗指标矿井为残区复采,原矿井适应的采煤方法是巷柱式,支护材料均为坑木,本次设计根据实际生产技术管理水平,结合相近的采法和条件对矿井主要消耗材料指标确定如下
1、坑木30m3/万t,用于空顶接顶、特殊地段的特殊支护及掘进预提
2、钢材1000kg/万t,主要矿工钢支架和单体柱子及铁网等
3、火药3500kg/万t
4、雷管4500发/万t
5、电力
35.83万度/万t第二节采区布置
一、采区工作面情况及能力计算矿井设计片盘四个,即+420m片盘、+390m片盘、+360m和+330m片盘首采区为+420m片盘中段可采煤层1个,工作面设计在片盘中段煤层中,上顺槽标高为+450m,下顺槽标高为+435m垂高15m,工作面长度40m,工作面倾角25°,接续工作面为该片盘的下段+435m~+420m,该区段走向长240m,倾斜长70m,构成的回采煤量
6.03万t,可采11个月左右采区由一对集中上山和+420m大巷组成,工作面与煤层倾角一致布置工作面倾角一般不大于25°采高设计为
2.2m,工作面实行“两采一准制”,即两个班正常生产,一个班准备,正常生产为放炮落煤,串梁移柱、落顶、运煤,完成一个采煤工序准备班为调整工作面上下出口,处理工作面支柱及梁网,检修运输机械及电器设备维修集中上山和大巷顺槽,为生产班做好准备,两个正常生产班完成一个采煤工序,其进尺为
0.8m,正常循环率取85%则采煤工作面的日生产能力为A=L×L1×M×R×C×P=40×
1.6×
2.2×
1.32×90%×85%=
142.1t/d
二、开采顺序矿井地层属单斜构造,可采煤层仅一层,因而首采工作面布置在井田的中部+420~+450m的煤层中,接续区为该区段的下标高煤层中,则开采顺序为由技术境界向主井筒方向由上标高向下标高由大巷靠近主井筒侧布置一对集中上山与上回风石门相连,在集中上山中布置上顺槽和下顺槽,上、下顺槽的垂高为15m,集中上山间距为15m,上、下顺槽均应沿所布置的煤层底板掘送,以保证采区回采率的提高,上阶段的运输巷(即下顺槽需做下阶段的回风巷使用,其顺槽煤柱不小于5m)
三、采区车场、装车点及硐室矿井采区一翼的长度一般在200~250m左右,井底车场和中部车场均为人力推车井底车场和采区中部车场,采用空重车双线布置,长度一般30~40m,即可满足需要集中上山设自滑溜槽采用人工装车采区内无峒室
四、采区煤矸运输及辅助运输,采区通风及排水
(一)煤矸运输工作面设SGB-320/11刮板运输,运输顺槽设SGB-420/30刮板运输机,工作面矸石集中在尾柱侧,回柱时,可充填采空区掘进工作面矸石直接装入矿车,由人力推入车场
(二)通风及排水回采工作面为负压通风,掘进工作面由局部通风机正压供风采区内的水可顺巷道水沟自流至井底水仓,下延掘进时的局部积水可掘临时水窝,设泵抽排至大巷水沟第三节巷道掘进
一、巷道断面和支护形式矿井生产能力仅6万吨/a,提升运输机电均是中小型设备井巷装备管路和缆线较少,因而巷道断面是以安全保证通风和中小型设备能通过为原则而选择的采区中的煤巷和半煤巷,因其顶板已遭破坏和煤层原始硬度不够,因而选择矿工钢梯形支护已经掘出的巷道如主副井筒,原有的木支护,在不变形情况下,可暂缓更换,如变形或损坏在安全的前提下,应翻修成梯形矿工钢支架东山煤矿井巷工程量表表4-3-1序号巷道名称数量m技术特征备注支护煤岩别倾角°断面(㎡)净掘一井筒1主井筒509
①上段45发碹岩20新掘
②下段464锚喷岩
205.
386.44新掘2暖风峒25发碹岩303副井筒上段发碹187梯木岩
255.
256.44已掘4风硐30发碹岩
304.
256.44已掘小计751二车场硐室1+420车场60锚喷岩
08.
79.47新掘2+330车场60锚喷岩
08.
79.47新掘3+330水泵硐室30锚喷岩
06.
37.0新掘4+325主、副水仓110锚喷岩
05.
386.44新掘小计260序号巷道名称数量m技术特征备注支护煤岩别倾角°断面(㎡)净掘三主要巷道1+480岩石大巷(回风)644裸巷岩
05.
756.0已掘2+420~+480回风上山166锚喷岩
303.
974.50新掘3+330~+420回风上山296矿工钢煤半
303.
905.05新掘4联络巷45矿工钢煤半
03.
905.05新掘5+420石门55矿工钢岩
04.
626.0新掘6+330石门30矿工钢岩
04.
626.0新掘小1236四采区巷道1+420~+450集中上山114矿工钢煤半
303.
95.05新掘2+435下顺槽240矿工钢煤半
04.
626.0新掘3+450上顺槽250矿工钢煤
03.
905.05新掘4+420大巷70矿工钢煤
04.
626.0新掘5开切眼40单体柱煤
285.
285.28新掘小计714总计2961备注新掘2100m,其中岩巷1045m、煤巷1055m利旧861m全部为岩巷巷道断面及支护方式表表4-3-2巷道各称主井井筒主要运输大巷采区顺槽采区集中上山联络通道回风上山采区车场工作面回采断面㎡
6.
446.
06.
446.
06.
05.
09.
475.28支护锚喷矿工钢矿工钢矿工钢矿工钢锚喷锚喷单体柱
二、巷道掘进进度指标巷道掘进采用钻爆法,湿式凿岩主要岩石大巷和主井下延采用耙斗装岩机装岩,采区煤巷半煤巷采用湿式煤电钻或风镐落煤根据矿井的技术管理水平和装备条件,设计掘进进度为掘进进度指标表表4-3-3井巷类别设计月进度m备注井筒、暗斜井60斜巷一个头大巷(岩)60/70斜/平一个头上山(岩)70斜一个头煤巷120半煤巷100
三、掘进工作面及装备根据矿井生产能力和煤层赋存条件,在满足矿井三个煤量要求的前提下为保证工作面的正常接续,矿井需配备两个掘进队,共2个掘进工作面,其中,煤巷、半煤巷掘进队一个,该队也叫采煤准备队,是为掘进采区的上、下顺槽和集中上山配备该队作业工作面为1个,该队的配备为风动凿岩机、煤电钻、风镐及胶轮车或自制的轻形轨道车(载重不超过半吨)开拓队一个,仅一岩巷作业面,主要担负矿井的开拓大巷和下延暗斜井和岩石通风上山的施工,该队的配备为风动凿岩机、风镐、风动锚杆机、混凝土喷射机、耙斗装岩机等
四、矿井生产时的采掘比、掘进率和矸石率矿井投产正常生产时,矿井的作业面计有三个,其中采煤面一个,掘进面二个,采掘比为12矿井正常生产时,开拓任务基本完成,仅设临时岩巷掘进头,因而岩巷不做为考核依据,掘进队月成巷120m/(1个头),矿井月生产能力为
0.5万t,则矿井的掘进率为240m/万t矿井矸石率为矿井技改后开拓任务已完成,临时岩巷掘进头由掘进队完成,根据矿井实际月掘岩巷在20m左右(采区夹石),煤中的出矸率根据矿井多年实际经验约占煤量的15%左右,因而矿井出矸率为T矸=年岩巷进尺A岩×S掘+A能×5%=240×
6.44+6万t×15%=1545+9000=10545(m3)式中T矸—矿井年出矸量A岩—年岩巷进尺m取240mS断—开拓巷道断面各m2取
6.44㎡A能—矿井年设计生产能力取6万t矿井万吨出矸率为1757m3/万t
五、井巷总工程量,移交生产时井巷工程量及三个煤量
1、井巷工程量总工程量2961m,其中岩巷1906m,煤巷1055m,其中已掘巷道861m,新掘巷道2100m,其中新掘岩巷1045m,煤巷1055m
2、三个煤量技改完成后,开拓煤量
49.22万t/
5.86a,准备煤量
6.03万t/11月,回采煤量
3.05万t/
6.03个月第五章 通风与安全第一节 矿井通风条件概况该矿井是资源整合矿井,原矿井设计仅为3万t/a,整合后为6万t/a矿井为片盘斜井开拓,主、副两条井筒,采用对角式通风2006年度矿井瓦斯等级鉴定,经吉林省煤炭工业局吉煤审批办字〔2007〕1号文件《关于2006年矿井瓦斯等级鉴定结果的批复》批复结果为为低瓦斯矿井矿井瓦斯相对涌出量
7.53m3/t,绝对涌出量
0.56m3/min,;二氧化碳矿井相对涌出量
3.09m3/t,绝对涌出量
0.23m3/min,鉴定等级为低级煤科院抚顺分院鉴定煤层自燃等级为Ⅲ级,煤尘爆炸指数
18.09%,煤尘具有爆炸性矿井设计延深的最低标高为+325m,根据瓦斯梯度预测开采到最低标高时矿井相对瓦斯涌出量增加量为
1.62m3/t根据开拓方式、采区巷道和硐室布置,矿井需风量按井下采、掘工作面及硐室和其它巷道需风量之和计算矿井风量计算不分初、后期;通风阻力及等积孔按最困难时期计算,设备选型取大值第二节矿井通风
一、通风方式和通风系统的选择通风方式根据矿井开拓和采区巷道布置,通风方式为抽出式,主井入风副井排风矿井通风系统为对角式通风系统为初期工作面所需新鲜风流经主井→+420m车场→+420m采区运输巷→集中上山→+435m运输顺槽→回采工作面;工作面乏风→+450m回风顺槽→+480m回风大巷→+480m副井车场→副井筒→风硐→主要通风机排出地面后期工作面所需新鲜风流经主井→+330m车场→+330m运输巷→至回采工作面;工作面乏风→+350m回风顺槽→回风上山→+480m回风大巷→+480m副井车场→副井筒→风硐→主要通风机排出地面
二、风井数目、位置、服务范围及服务时间矿井初、后期通风,主提升井为总入风井,回风井有一条,位于矿区的东南部,x4633240,y42525211,z
558.7m四周地势为坡地,附近没有居住区回风副井不提升,专做通风井和矿井安全出口功能,井筒内设有人行台阶和扶手,服务范围为矿井整个开采阶段,服务年限为
5.86a
三、采掘工作面及硐室通风 该矿井达产布置一个回采工作面,在主井右翼十435m~十450m标高;回采工作面利用地面主要通风机负压通风安排二个掘进工作面,采用局部通风机正压通风,+330m井下水泵硐室独立供风
四、矿井风量、负压、等积孔计算执行煤矿矿井风量计算方法MT/T634-1996标准
(一)、采煤工作面所需风量计算按下列因素分别计算,取其中最大值
1、按瓦斯涌出量计算Q采i=100q绝iK瓦im3/min式中Q采i-第i个采煤工作面需要的风量m3/min;q绝i-第i个采煤工作面瓦斯平均绝对涌出量m3/min;K瓦i-第i个采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,炮采工作面一般取值
1.4-
2.0Q采i=100×
0.4×
2.0m3/min=80m3/min
2、按工作面进风流温度计算Q采i=60ViSiKim3/min式中Q采i-第i个采煤工作面需要的风量m3/min;Vi-第i个采煤工作面进风流气温对应的风速m/s;按表5-2-1选择表5-2-1采煤工作面进风流气温℃采煤工作面风速m/s
150.3-
0.515-
180.5-
0.818-
200.8-
1.0Si-第i个采煤工作面平均有效断面,按最大和最小控顶有效断面的平均值计算;Ki-第i个采煤工作面长度系数,可按表5-2-2选择表5-2-2采煤工作面长度m工作面长度风量系数K
500.850-
800.980-
1201.0120-
1501.1Q采i=60×
0.8×
0.8×
5.8m3/min=
222.72m3/min
3、按同时使用最大炸药量计算按每kg炸药爆破后稀释炮烟所需新鲜风量25m3/min,Q采i=25Aim3/min式中Ai-第i个采煤工作面-次爆破所用的最大炸药量4kg,Q采i=25×4m3/min=100m3/min
4、按工作面人员数量计算按每人每分钟应供给4m3/min新鲜风量计算Q采i=4Nim3/min式中Ni-第i个工作面同时工作的最多人数20人Q采i=4×20m3/min=80m3/min
5、按风速进行验算按《煤矿安全规程》规定的最低风速≥
0.25m/s,最高风速≤
4.0m/s进行验算取以上计算结果最大值
222.72验算60×
0.25×
5.8≤
222.72≤60×
4.0×
5.887<
222.72<
1392.经以上验算风速符合《煤矿安全规程》规定,确定采煤工作面需风量为
222.72m3/min
(二)、掘进工作面需风量计算
1、按瓦斯涌出量计算Q掘i=100q绝iK瓦im3/min式中Q掘i-第i个掘进工作面需要的风量m3/min;q绝i-第i个掘进工作面瓦斯平均绝对涌出量m3/min;K瓦i-第i个掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,炮采工作面一般取值
1.8-
2.5Q掘i=100×
0.16×
2.5m3/min=40m3/min
2.按使用炸药量计算按每kg炸药爆破后稀释炮烟所需新鲜风量为25m3/minQ掘i=25Aim3/min式中Ai-第i个掘进工作面-次爆破所用的最大炸药
3.5kg,Q掘i=25×4m3/min=100m3/min
3、按工作面人员数量计算按每人每分钟应供给4m3/min新鲜风量计算Q掘i=4Nim3/min式中Ni-第i个掘进工作面同时工作的最多人数,6人Q掘i=4×6m3/min=24m3/min
4、按风速进行验算有瓦斯涌出的岩、半煤、煤巷最低风速≥
0.25m/s,最高风速≤
4.0m/s取以上计算结果最大值掘进单头供风为100m3/min验算60×
0.25×5≤100≤60×
4.0×575<100<1200岩巷最低风速≥
0.15m/s,100≥60×
0.15×5100>45经以上验算风速符合《煤矿安全规程》规定,掘进工作面需风量为100m3/min
5、按局部通风机台数和型号的额定吸风量总和计算掘进需风量选择2BKJ-№
4.5/8防爆对旋式局部通风机,电动机功率为2×4KW,额定吸风量取180m3/minQ局=Qi×I×K局m3/min;式中Q局-同时运转的局部通风机风量的总和,m3/min;Qi-局部通风机额定吸风量180m3/min;I-同时运转的局部通风机台数;K局-防止局部通风机吸循环风的风量备用系数取
1.25Q局i=180×1×
1.25m3/min=225m3/min确定掘进需风量为225×2=450m3/min(两个掘进工作面)
(三)、硐室需风量计算井下+330m水泵硐室供风80m3/min(采区小型机电硐室,按经验值确定需风量可取60-80m3/min)
(四)、矿井总需风量计算Q矿=(∑Q采+∑Q掘+∑Q峒+∑Q其它)K备m3/min;式中Q矿-矿井总需风量m3/min;∑Q采―各采煤工作面所需风量之和m3/min;∑Q掘―各掘进工作面所需风量之和m3/min;∑Q峒-各峒室所需风量之和m3/min;∑Q其它―其它用风巷道所需风量之和m3/min;也可以采取按采煤、掘进和硐室的总和
0.03~
0.05进行计算之计算取值
0.05K备-矿井内部漏风和调风不均匀等因素的备用风量系数,通常可取
1.15~
1.25取值
1.2初期Q矿=(
222.72+450+80)×
1.05×
1.20m3/min;=
752.72×
1.05×
1.20=
790.36×
1.20=
948.43m3/min=
15.81m3/s⒌风量分配矿井总进风量确定为
948.43m3/min(
15.81m3/s),按回采工作面,掘进工作面,硐室风量分配如下⑴回采工作面风量为
267.26m3/min,⑵掘进工作面风量为270m3/min,×2⑶硐室风量为96m3/min,⑷其它巷道需风量为
45.17m3/min五通风阻力计算α×L×Ph=——————×Q2 S3式中h-矿井通风阻力 ㎜H2O α-摩阻系数kg.s2/m4 L-巷道长度 m P-巷道周长 m Q-巷道通过风量 m3/s S-巷道净断面m2计算结果初期h初=
19.22㎜H2O,后期h后=
25.09㎜H2O采区初期井巷通风阻力计算表表5-2-3序号巷道名称支护方式摩阻Kg.s2/m4巷道长度Lm断面净周长Pm净断面Sm2S3m23风量Qm3/sQ2m2/s2阻力HmmH2O1主井筒喷锚
0.
00082459.
985.
75190.
115.
812502.572+420井底车场梯木
0.
001539117.
03439.
4589.
30.173420采区运输巷矿钢
0.
00171219.
495.
2140.
64.
7522.
560.314采区集中上山矿钢
0.
0017699.
495.
2140.
64.
7522.
560.185+435运输顺槽矿钢
0.
00172409.
35.
01254.
7522.
560.686回采工作面金属
0.
0043810.
025.
8195.
14.
7522.
560.187450m回风顺槽矿钢
0.
00172609.
35.
01254.
7522.
560.748集中回风上山矿钢
0.
0017578.
825.
012515.
812501.719480m回风大巷喷锚
0.
00085809.
935.
7185.
315.
812506.2210副井筒梯木
0.
00151799.
535.
25144.
715.
812504.4211风硐砼
0.
0006208.
824.
591.
115.
812500.29小计
184817.47局阻10%
1.75总计
184819.22后期井巷通风阻力计算表表5-2-4序号巷道名称支护方式摩阻δKg.s2/m4巷道长度Lm断面净周长Pm净断面Sm2S3m23风量Qm3/sQ2m2/s2阻力HmmH2O1主井筒喷锚
0.
00084659.
985.
75190.
115.
812504.882主井筒喷锚
0.
00082209.
985.
75190.
115.
812502.313330井底车场矿钢
0.
001740117.
03434.
7522.
560.054330运输巷矿钢
0.
00176109.
305.
01254.
7522.
561.745回采工作面液压
0.
0044010.
025.
8195.
14.
7522.
560.196+350m回风顺槽矿钢
0.
00176309.
495.
2140.
64.
7522.
561.637采区回风上山矿钢
0.
00173809.
305.
01254.
7522.
561.088480m回风大巷喷锚
0.
00085809.
935.
7185.
315.
812506.229副井筒梯木
0.
00151799.
535.
25144.
715.
812504.4210风硐砼
0.
0006208.
824.
591.
115.
812500.2911小计
197622.81加10%局阻
2.28总计
25.09六等积孔计算
0.38QA=——————m2h式中A-通风等积孔,m2; Q-矿井风量,m3/s; h-矿井通风负压,㎜H2O初期
0.38 A1=————×
15.81=
1.37m
219.22后期
0.38 A2=————×
14.86=
1.2m
225.09根据等积孔计算结果,矿井通风阻力等级为中等,通风难易程度为中
五、通风设施、防止漏风和降低风阻的措施为了保证风流按拟定路线流动,井下设置通风设施及构筑物,主要有风门8道(正、反为一道)、密闭2道(封闭空巷)和控制风流风量的调节风门6道为了避免风门开启时造成风流短路,破坏整个通风系统,设置风门时应注意以下原则
1、风门应迎风流开启,使风门承受风流压力关闭更为严密
2、为防止行人行车时开启风门造成风流短路,应在同一巷道内设置两道风门,行人行车时禁止两道风门同时打开,风门应为连锁风门
3、在行驶机车的巷道中,两道风门间的距离应大于一列车的长度,以防止列车通过时两道风门同时打开而造成风流短路风门应为连锁风门
4、使矿井反风时风流不发生短路,在主要风路之间的风门应设二道反向风门
5、在不允许风流通过,不允许行人、行车的巷道,应设置挡风墙,将风流截断
6、通风构筑物是形成矿井通风系统的重要手段,如一旦发生事故,通风构筑物受到破坏,将破坏整个通风系统而且通风构筑物的漏风往往占全矿漏风的很大比重,提高通风构筑物的质量极为重要,故在施工中应按通风设施质量标准施工,并定期进行检查、维修
7、由于矿压的呈现,开掘的井巷受压断面将缩小,通风阻力增大,所以应及时维修,扩大巷道断面,降低风阻
8、该矿井原是生产矿井,矿图未标注的己采空区所有通道必须设密闭墙,防止向采空区漏风(通风构筑物详见通风系统图)第三节 灾害预防及安全装备根据安监总煤行[2007]167号文紧急通知要求,为进一步提高煤矿安全基础管理水平,促进煤矿安全生产,同时为应对发生事故灾难后抢险救灾工作创造条件,所有矿井安装和完善井下“三条线”工程该设计中通讯系统见第十章第二节;压风系统见第六章第四节;防尘供水系统见第十二章第三节
一、预防瓦斯和煤尘爆炸措施
1.建立健全各级领导和职能部门“一通三防”责任制,设置和完善“一通三防”专门管理机构,做到人员到位,职责到位,工作到位
2.严格执行瓦斯管理制度,按标准和规定配备必要安全检测仪器、仪表,采掘工作面配备专职瓦斯检查员执行班检
3.放炮必须执行“一炮三检”制度
4.按规定安设通风构筑物,加强维护和管理,保证通风设施质量标准化
5.设置完善的井下防火灭尘洒水系统,有粉尘的地点设置洒水灭尘装置,且保证灵活使用,管路中设置水质过滤装置
6.主要进回风巷,采区进回风巷,采煤工作面的进回风巷,和易产生煤尘的各地点之间,设立隔爆水棚主要隔爆水棚为水槽,型号GS80-4A,容积为80L;主棚水量2400kg,长度27m,辅助隔爆水棚为水袋,型号为GD60,容积为60L;辅棚水量1200kg,长度15m符合《煤矿用隔爆水槽和隔爆水袋通用技术条件》(MT157-1996)标准二.预防井下火灾措施
1.在暖风硐设置一道防火铁门在井下生产水平,设置消防材料库,库内按《矿井灾害预防和处理计划》中规定备足材料和工具,非紧急情况不可挪用
2.严格执行入井检身制度,严禁携带烟火和穿化纤衣服入井严禁井下吸烟
3.如果在井下主要硐室、主要进风巷进行电焊作业,必须制定专门措施经批准严禁在煤巷及采区内任何地点进行电、气焊,不得明火作业
4.在地面建立消防水池和井下消防管路系统,静压水池300m3,主干管路DN70mm,支管DN30mm管路敷设到井下各作业地点,每隔100m设DN50mm三通、阀门,阀门后装快速管接头
5.矿井采用采空区封闭防止自燃措施,该井自燃等级为Ⅲ级,是不易燃煤层采区采完后必须立即封闭
6.井下选用机电设备,必须有产品检验合格证,防爆合格证,煤矿矿用产品安全标志,并检验安全性能,合格后方准入井
7.井下供电作到‘两全,三无,三坚持,四有’
三、粉尘的综合防治
1.建立健全防尘洒水系统,主要运输巷、采区运输巷与回风巷、掘进巷道、放煤口、转载点等都必须敷设防尘供水管路,安设支管和阀门
2.对产生煤尘的地点采取防尘措施,洒水灭尘,冲洗岩帮,清扫积尘点、喷雾降尘,作业人员佩戴防尘口罩
3.炮采工作面采取湿式凿岩,使用水炮泥;爆破前、后冲洗煤帮,喷雾降尘,出煤时洒水
4.采掘工作面工作人员,配备防尘口罩
四、预防井下水灾措施根据地质报告,矿井井下防治水主要隐患有该井田水文地质条件简单,井田地处浑江南岸低山区,地表标高在+500m~+600m,比差100m地表为荒山,无永久性水体,山间沟谷发育,排泄条件较好,大气降水大部分通过沟谷排泄,部分大气降水通过第四系坡积物沿风化裂隙渗透到已采区沉陷裂隙进入井下,成为矿井的主要充水因素所以,今后在生产中要注意加强探放水工作,确保生产安全经实测矿井正常涌水量为15m3/h,雨季最大涌水量为25m3/h综上所述,该矿井地质条件类型属简单类型,即以裂隙孔隙水直接充水水源的矿床探放水措施
1、在受水害威胁的区域,严格执行“预测预报,有疑必探,先探后掘、先治后采”的原则巷道掘进之前,必须采用钻探、物探等方法查清水文地质条件
2、由地测技术人员或地质部门编制水文地质分析报告,并提出安全防范措施,经县(区)煤炭管理部门审查批准后,方可进行掘进工作
3、工作面回采前,必须采用物探、钻探或巷探等方法查清工作面内断层、陷落柱等情况,编制专项水文地质情况报告,经煤矿技术负责人组织审查后报县(区)煤炭管理部门批准后方可回采发现充水时,必须立即采取可靠的安全措施或留设防水煤柱,否则不得开采
4、需探放水的的区域,都必须确定探放水警戒线,并准确地绘制在采掘工程平面图上开拓掘进工程到达警戒时,必须先探后掘,严格掌握钻孔的超前距离钻进时发现煤岩松软、片帮、来压或钻眼中水压、水量突然增大、顶钻等异常情况时,必须立即停止钻进,但不得拔出钻杆要立即向矿部报告,并派人监测水情如果发现情况紧急时,必须立即撤出所有受水威胁区域的人员,然后采取措施,进行处理
5、配备探水钻机,进行探放水工作井下探放水设备选择一台TXU-75A煤矿安全钻机,钻距75m,电动机功率4kw
6.井下排水设备使用、备用安全可靠,水仓容积及时清理,保证矿井正常涌水量8h需要
五、井下安全监控设备选型及布置、自救器配备
1、选择“长春东高开发公司”KJ19煤矿安全监控系统该系统由地面监控主机、显示器、打印机、通信箱和避雷器等组成井下主要设备有监控分站、模拟量传感器,开停传感器和断电开关可以对矿井中的瓦斯、一氧化碳、风速、温度、负压等环境参数以及地面、井下的各种设备的开、停状态进行实时监控和连续监测、记录并随时打印井下采掘工作面、回风中;矿井总入、总回风、机电硐室、永久风门等按《煤矿安全规程》中规定设置监测分站和各种传感器、断电开关详见第十章第三节
2、自救器配备为保证每个入井人员,在井下发生灾变时能及时逃离事故现场自救,每个入井人员必须配备自救器,自救器必须有MA标志对自救器的使用,入井人员必须按号领取,随身携带入井每月需对自救器进行一次检查,发现损坏失效要及时更换矿井必须制定自救器管理和使用制度配备数量应有5%的备用量
六、矿山救护白山市八道江区东山煤矿位于白山市八道江区六道江镇境内,矿区距道清矿约2km,距白山市约18km,距国铁通化~白河线道清车站1km,南部有国家二级公路,鹤大线通过,距矿区
1.5km,矿区有简易公路与上述公路与铁路站点相连结,交通极为方便道清矿有救护中队,白山市有二个救护大队,30min内可到达矿井因此矿山救护工作以依托上述救护队为主,与他们签定救护协议重大事故由上述救护队处理,小事故自行处理该矿井只建立不脱产的辅助矿山救护小队,该矿井辅助救护小队人员编制为正副小队长各一人,救护队员7人,合计9人该矿井辅助救护小队,人员要求定期进行培训,掌握一定矿山救护技能,以保证矿山救护需要救护装备按标准配备辅助矿山救护小队技术装备5-3-2序号仪器仪表名称型号单位数量备注1氧气呼吸器AHG-4台92呼吸面罩AHm-2台93自救器ayg-45台104井下战斗服特制套9阻燃隔热反光5自动苏生器ASZ-30台16氧气呼吸器校验仪AJI-1-3台17氧气充填泵abd-200台18氧气瓶40l个99干粉灭火器个1010氧气测定仪ay-1a台111瓦斯检定器GWJ-1台112多种气体检定器AGJ-50台113温度计100℃支314采气样工具球胆个215灾区电话台216引路绳金属心米1000兼电话线17充气急救夹板AQ1付218微型折叠担架AQ3付119保温毯条120绝缘手套付121铜顶斧子把122刀锯把123起钉器个124两用小锹把225大绳根126帆布水桶个127帆布风幛4×4块128瓦工工具套129电工工具套130急救包个231备件袋个232手表块2队长佩带33记录本本234圆珠笔支235信号喇叭支2第六章提升、通风排水和压风设备第一节提升设备
一、提升方式根据矿井开拓方式及巷道布置,矿井为一段提升即从井下+330m至地面+503m主井采用斜井单钩串车甩车场混合提升副井不作为提升井,原有一台JTP1200/1028型检修绞车提升容器为一吨U型标准矿车
二、主井提升设备
(一)设计依据
1、矿井年产量60kt/d
2、井口标高+503m
3、井底标高+330m
4、井筒倾角α=20°
5、井筒斜长L=506m
6、最大班工作任务
①入井人员49人,人均自重70kg;
②其它人员2次
③煤炭61t/班
④矸石9车
⑤材料车5车
⑥火药雷管2次
7、提升容器1tU型标准矿车自重630kg,载煤1000kg,载矸1600kg
8、矿井工作制度年工作日b=330d日净提升时间t=16h
9、井底车场甩车增加的运行距离LH=30m
10、井口栈桥上串车增加的运行距离LB=30m
(二)计算一次提升量
1、一次提升循环时间提升斜长LX=LH+L+LB=30+506+30=566m初步选定的绞车最大速度为
2.56m/s则每次提升的持续时间T=(
0.43×LX+50)×2=(
0.43×566+50)×2=587s
2、一次提升量K1·K2·A·TQ=————————b·t·
36001.25×
1.15×60000×587=———————————————330×16×3600=
2.66t确定每次可提煤车3辆,矸石车两辆人车(XRB15—6/6型)壹辆,自重2200kg
(三)提升钢丝绳的选择
1、提升各种负荷的绳端载荷1提煤时,绳端荷重Qm=3×1000+630Sina+f1cosa=3×1630×
0.3514=1718kg2提矸石时,绳端荷重QG=2×(1600+630)Sina+f1cosa=1567kg3提人时绳端荷重QR=1×2200+15×70Sina+f1cosa=1142kg
2、计算钢丝绳单位钢丝绳悬垂长度Lc=566+30=596m钢丝绳单位长度重量[提煤荷重最大1718kg]Pk=Qd[
1.1δB/m-Lsinα+f2cosα]=1718/[
1.1×
17029.26/
7.5-596sina+
0.2cosa=1718/2498-316=
0.78kg/m选钢丝绳18NAT6×7+Fc1670Zs108破断力总和QB=179kN,单重Pk=
1.14kg/m
3、钢丝绳最大静张力及安全系数
(1)提煤时静张力Fz=Qd+Lt·PkSinα+f2cosα=1718+566×
1.
140.342+
0.2×
0.94=2060kg安全系数QB/FZ.g=
8.87>
7.5
(2)提矸时静张力FZ=1909kgm矸=QB/FZ=
9.56>
7.5
(3)提人时静张力FZ=1484kgm人=QB/FZ=
12.31>9故所选钢丝绳满足《煤矿安全规程》要求
(四)选择提升机根据《煤矿安全规程》规定,绞车滚筒直径D≥80d=80×18=1440mm矿井主井选用绞车JTP1600/1224型,满足要求,该绞车技术参数滚筒宽度B=1200mm传动比i=24滚筒直径D=1600mm提升速度V=
2.56m/s最大静张力4500kg经计算钢丝绳在滚筒上作双层缠绕最大张力差对于单钩提升,其值等于最大静张力即Fc=Fz=2060kg<4500kg
(五)提升机对井筒相对位置的计算
1、天轮选择Dt=80d=80×20=1600mm选用TSG-1600型固定天轮
2、井架高度的确定(取栈桥坡度β=10°)Hj=L·Sinβ-
0.8=30×Sin10°-
0.8=
4.42m取井架高Hj=5m滚筒轴中心至井架天轮中心之水平距离,按允许的偏角求提升机滚筒中与天轮中心间的绳弦长Lx=B/2tg1°30′=
22.9m取滚筒中心至天轮中心水平距离Ls=23mLs=27m,则钢丝绳的弦长Lx=Ls2+[5+
0.8-1+
0.82]=
23.35m
3、钢丝绳的内偏角αB
1.2tgα1=———=—————=
0.
02572.lx2×
23.35α1=
1.472°=1°28′19″<1°30′满足要求
4、钢丝绳的倾角Hj-CΦ=ty-1————LS5-1=ty-1———=9°51′58″23提升机对井筒的相对位置图图6-1-1
(六)提升系统变位质量
1、电动机选型KFmax·VmaxP=————————102N
1.15×2060×
2.56=——————————102×
0.85=70KW选用电动机JR127-8,功率130KW电压380V,电流217A,过载系数
2.
22、提升系统变位质量计算
(1)电动机变位重量Gd=GD2·I2/D2=576kg
(2)天轮的变位重量Gt=146kg
(3)提升机的变位重量Gj=12560kg
(4)提升钢丝绳的变位重量700×
1.14kg=198kg
(5)变位重量合计ΣG=14080kg则变位质量ΣM=ΣG/g=1437kgs2/M
(七)提升系统运动学
1、重车在井底车场运行
(1)初加速阶段时间t0=VO/ao=
1.5/
0.3=5s距离L0=1/2VOt0=1/2×
1.5×5=
3.75m
(2)等速阶段距离L01=LH-L0=30-
3.75=
26.25m时间T01=L01/V0=
26.25/
1.5=
17.
52、重车在井筒中运行
(1)加速阶段时间t1=Vmax-V0/a1=
2.12s距离L1=(Vmax+V0/2)×t1=
4.3m
(2)减速阶段时间t3=Vmax/a3=
2.56/
0.5=
5.12s距离l3=Vmax/2·t3=
6.55m
(3)等速阶段距离L2=Lt-LH-L1-L3=566-30-
4.3-
6.55=
525.15m时间t2=L2/Vmax=205s
3、地面甩车场运行
(1)加减速阶段时间t4=t6=VO/a0=
1.5/
0.5=5s距离L4=L6=VO/2×t4=
3.75m
(2)等速阶段距离L5=LB-L4-L6=30-2×
3.75=
22.5m时间t5=L5/V0=15s
4、每次提升的循环时间
(1)提煤炭、矸石时Tx=2×(t0+t01+t1+t2+t3+t4+t5+t6+θ)=550s式中θ—休止时间取20秒
(2)提人时Tr=2×(t0+t01+t1+t2+t3+t4+t5+t6+θ)=670s式中θ—休止时间取80秒最大班作业时间平衡表表6-1-2序号作业名称单位每次提升量每班提升量每班提升次数每次需用时间s每班需时间s备注1升降人员人
1449467040201.5倍休止时间80s2其他人员人804按升降人员20%计3提升煤炭t3612155011550三班提煤4提升矸石车2955502750三班提煤5运送材料车3526101220休止时间50s6运送设备1610610休止时间50s7运送火药28701740休止时间180s8其它26101220休止时间50s9合计23914s=
6.64h<
7.5h
(八)提升系统动力学
1、重车沿井底车场提升设井底车场倾角β与绞车道倾角相同α=β
(1)提升开始时F0=knQz+QkSinβ+f1cosβ+LtPkSinα+f2cosα+Σma=
1.1×31000+630Sin20°+
0.01cos20°+566×
1.14sina+
0.2×cos20°+1437×
0.3=1890+342+431=2662kg
(2)加速终了时F0=F0-Pk·L0Sinα+f2cosα=2662-
1.14×
3.750(sin20°+
0.2cos20°)=2660kg
(3)低速等速开始时F01=F0-ΣM=2660-431=2229kg
2、重车在井筒内提升
(1)低速等速终了时F01=F0-PkL01Sinα+f2cosα=2229-
1.14×
26.25Sin20°+
0.2×cos20°=2229-
15.9=2213kg
(2)加速开始时F1=F01+ΣM
0.a1=2213+1435×
0.5=2931kg
(3)加速终了时F1=F1-Pk·L1Sinα+f2cosα=2931-
1.14×
4.3×Sin20°+
0.2×cos20°=2929kg
(4)等速开始时F2=F1-ΣMa1=2929-1435×
0.5=2210kg
(5)等速终了时F2=F2-Pk·L2Sinα+f2cosα=2210-317=1893kg
3、重车沿井口栈桥提升设栈桥坡度β,=10°
(1)减速开始时F3=knQz+QkSinβ′+f1cosβ′-Σa3=
1.1×3×1000+630Sin10°+
0.01×cos10°-1437×
0.5=989-718=271kg
(2)减速终了时F3,=F3-Pk·L3Sinβ′+f2cosβ′=
482.15-
1.14×
6.55Sin10°+
0.2×cos10°=271-3=268kg主井提升系统的速度图、力图图6-1-3
(九)电动机容量检验
1、等效力计算ΣF2t经计算,等效力Fa=————=2101kgTa
2、等效功率K·Fa·Vmax
1.15×2101×
2.56Pa=————————=——————————=
71.3kw102n102×
0.
853、电动机的过载系数校验Fmax·Vmaxλ=———————102·n·Ne
2931.3×
2.56=————————102×
0.85×130=
0.67故所选的电动机是合适的
(十)提升能力计算
1、年实际提升能力3600·p·t·n·QkA=——————————K1·Tx3600×330×16×3×
0.9=————————————
1.25×550=746450t/a
2、富裕系数af=A/AN=746450/60000=
1.24第二节通风设备
1、设计依据该井采用抽出式通风,通风系统为对角式,一入一排主井入,副井排风矿井负压初期h初=
19.22㎜H2O,后期h后=
25.09㎜H2O矿井总进风量
948.43m3/min,(
15.81m3/s)
2、选型计算1确定通风机需要的风量Q扇Q扇 =K外漏×Q矿 m3/sK外漏—矿井外部漏风率
1.15Q扇=
1.15×
15.81m3/s=
18.18m3/s2确定通风机所需负压h=hk+hz㎜H2OPa式中:hk—矿井通风阻力㎜H2OPahz—通风机装置阻力取15㎜H2O
147.15Pa初期h初=
19.22+15=
34.22㎜H2O
335.7Pa后期h后=
25.09+15=
40.09㎜H2O
393.3Pa3选择通风机根据上述计算,选择FBCZ-6-№13A型矿用防爆地面抽出式轴流通风机,一台工作,一台备用确定通风机工况点Ma、通风网络阻力系数R初期R1=h1/Q12=
34.22/
18.182=
0.1035kμ后期R2=h2/Q22=
40.09/
18.182=
0.1213kμb、通风网络特性曲线方程初期h1=R1×Q12=
0.1035×Q2后期h2=R2×Q22=
0.1213×Q2按上式计算数据绘制初期、后期主要通风机工况点FBCZ-6-№13A型通风机性能曲线及工况点图图6-2-1初期主要通风机工矿点M1参数M1Q1=
18.9m3/sh1=
36.7㎜H2O360Pa、η1=
0.82α1=230后期主要通风机工矿点M2参数M2Q2=
19.6m3/sh2=
44.7㎜H2O439Pa、η2=
0.73α2=
2603、电动机功率计算 Q×hN=K×————KW102ηη机式中Q—通风机的风量m3/min;h—通风阻力㎜H2OPa;η--静压效率可查性能曲线%;η机—机械效率
0.95%;k—电机容量储备系数
1.15;初期主要通风机电机
18.9×
36.7×
1.15N1=————————————=
10.04KW 102×
0.95×
0.82后期主要通风机电动机
19.6×
44.7×
1.15N2=——————————=
14.24KW102×
0.95×
0.73根据上述计算,选择FBCZ-6-№13A型矿用防爆地面抽出式轴流通风机,二台,电动机YBF200L1-6功率
18.5Kw一台工作,一台备用即可满足安全生产需求
4、通风机设置及要求1)主要通风机按装在地面副井风硐口处,与硐口连接必须封闭严密,外部漏风率不得超过5%2)安装、调试按出厂说明书执行,投入使用前必须做一次通风机性能测定和试运转工作3)主要通风机必须设双回路电源,保证连续运转,备用通风机必须能在10min内开动4)主通风机房内必须按《煤矿安全规程》规定配齐监测仪器、仪表
5、反风方式、反风系统及设施FBCZ系列轴流式通风机,可以反转反风,不需设反风巷道利用原来的系统,由抽出式变为压入式可配套带反风门风量可达额定值的60%以上第三节矿井排水设备根据矿井的布置,矿井排水方式为一段排水,从+330排至地面
一、设计依据矿井正常涌水量QZ=15m3/h矿井最大涌水量Qm=25m3/h井口标高+503m井底标高+330井筒倾角α=20°
二、计算选择
1、水泵必须的排水量Q=
1.2Q=18m3/h
2、水泵的排水扬程H=
1.2[(503-330)+
5.5]=
207.6m根据计算所得数据,决定选DG46-50×5型水泵,根据设计规范要求选用三台,一台工作,一台备用,一台检修水泵参数如下流量Q=46m3/h扬程H=250m转速n=2950r/min效率η=65%
3、管路的选择根据设计规范要求,排水管路选为D108×5的标准无缝钢管,安装两趟,沿主井绞车道敷设,一条工作,一条备用
4、水泵的工作点的确定水泵在初期运行时,管路特性曲线方程为H=
178.50+RQ2=
178.5+
0.0254Q2根据此方程所绘制的曲线与DG46-50×5型水泵的性能曲线交点即为水泵的工况点水泵工况点图图6-3-1其值Qm=50m3/hHm=142mηm=
645、排水时间的验算
(1)正常涌水量时水泵每天工作小时数24×15Tmax=——————=
7.2h<20h1×50
(2)最大涌水量时水泵每天工作小时数24×25Tmax=——————=
6.0h<20h2×
506、验算水泵在初期运行时工况点的电动机容量R.QM.KMP=
1.15×———————3600×102hm.h
1.15×1050×50×142=————————————=
38.40KW3600×102×
0.64×
0.95根据计算所得的功率及所送水泵的转速确定选用YB200L-2功率55kw电压660V第四节压缩空气设备该矿井为单一水平生产,掘进工作面两个,回采工作面1个,全矿配备的风动工具如下表表6-4-1设备名称型号单位每班使用数台耗风量M3/min同时使用系数工作压力Pa凿岩机7655台
23.
60.
854.9×105风镐FG-
8.3台
21.
20.
854.0×105喷射机ZP-Ⅱ台
16.
50.
64.0×105锚索钻机MQT-120台
13.
20.
64.2×
1051、压缩空气站供气量的确定Q=K
1.K
2.ΣQ=
1.1×
1.15×2×
3.6×
0.85+2×
1.2×
0.85+1×
6.5×
0.6+1+
3.2×
0.6=
1.1×
1.15×(
6.12+
2.04+
3.9+
1.92)=
17.7m3/min
2、选择空气压缩机根据计算的供气量Q=
17.7m3/min及风动工具所需压
4.9×105m3/min(按最大压力选取),根据规范要求,压冈机站设置在地面,压风管路较长,管路压力损失在
0.08~
0.1Mpa之内,即压缩空气输出压力决定为
0.59Mpa以上选4L-20/8型空气压缩机一台,矿原有一台2V-6/8型空压机作为备用,电机功率40kw压风机4L-20/8技术参数排气量为
21.5m3/min额定压力
0.78Mpa电动机JR127-8130KW380V
3、压缩空气管网选择压缩空气站设在地面,干管路选择φ108×4钢管,支管路为φ57×
3.5钢管,工作面选择1寸的橡胶管干管路上的闸阀选择法兰连接明杆楔式单板公称直径为Dg100mm,支管路选择内螺纹连接暗杆楔式闸阀另在+330井底车场附近的管路上安装一个油水分离器,以排出管路内的油和凝结水
4、冷却水计算压缩空气站的循环水量应为空气压缩机工作台数所需要的水量之和空气压缩机冷却水消耗量为QW=60q.Q=60×
4.5×
21.5=5805L/h=
5.8m3/h式中Q—空气压缩机排水量q=—冷却1m3空气的水量考虑冷却水的循坏,冷却,水池的有效容积为12m
35、供水系统选择选择Is-50-32型单级离心清水泵两台,一台工作,一台备用,其参数流量10m3/h,扬程
22.5m,电动机Y1/2L-2,功率
1.5kw第七章地面生产系统第一节煤质及其用途
一、煤的化学性质Mad
0.84Vdaf
21.84Ad
24.35Std
0.05Qnet29129J/gY值10~16
二、煤的种类根据中国煤炭分类标准(采用GB5751-86标准),该矿井煤的化验结果为富灰、特低磷、低硫、易选煤煤种(JM)焦煤
三、煤的用途该矿井所产煤炭主要用于洗煤厂,洗精煤的原料煤,或炼焦配煤,煤的容重
1.40t/m3第二节生产系统地面储煤场设人工翻车,井筒的轻轨与南面储煤场相连,人工翻罐设斜筛,将面煤和块煤及煤中含矸初分选,再用人工将块煤和矸石分选,以提高煤质储煤场有铲车担负煤炭捣运和装车外运煤中矸石分捡成堆后,由铲车装车,外运或填埋坑洼处与储煤场相连的是矸石翻罐,担负开拓或掘进中的夹矸排矸任务地面设翻斗汽车一辆担负矿井矸石的捣运第三节辅助设施地面的辅助设施有
1、机电修理车间,负责矿井大小机械及电器设备的日常维护和保养机电修理车间的设备有立式钻床、砂轮机、交流弧焊机、电检验仪表、锻钎机等
2、地面变电所
3、地面压风机站
4、地面单体液压柱维修检验车间第八章地面运输第一节概况该矿井位于白山市八道江区六道江镇境内,矿井距国铁道清站2km,距其行政区—八道江区政府
18.1km,距白山市
19.0km,矿井与上述区域均有公路相连通矿井年生产能力仅6万吨,现在处于卖方市场,煤炭供不应求,矿井虽没有外运车队,煤炭也不会在矿井积压第二节场内运输场内运输以窄轨铁路与场内道路相结合,煤炭及矸石由主井提升至地面,甩入储煤场和矸石堆放场,然后由铲车和翻斗车直接装车外运矸石可充填,地表塌陷坑或修整矿区公路井下生产所需材料,配件可人工运至井口附近装车入井,场内道路由500mm厚矸石铺垫,并由专人维修,通往坑木场,材料库等重要消防通路处,不得停放各类杂物,使场内运输呈有序状态第三节场外运输矿井场外道路与国家的二级公路鹤大线铁路、砟子站相连通矿井简易公路与上述运输线路长仅800~1000m,煤炭外运由上述运输线路担负,矿井所需材料与设备配件,也可经上述线路运进,矿井设材料,配件车一辆,供矿井日常生产之用第九章总平面布置及防洪排涝第一节总平面布置矿井工业场地利用原东山煤矿的工业场地,面积约
2.7km2位于井田的西南侧属沟谷坡形地带,工业场地是以地形和井下条件为依据,以满足生产,运输、排矸等系统的要求为目的而布置因地势地形条件限制,将总平面设为生产区和辅助生产区生产区在主井口附近,设有甩车场、储煤场、排矸场、消防材料库、机修车间、空压站等辅助生产区设有办公室、车库、浴池、食堂、锅炉房等建筑因矿井地处偏僻山区,不建围墙只建栅栏,较陡的边坡砌筑护墙防止滑坡(见工业场地布置图)第二节竖向布置工业场地标高为+490~520m,东高西低处在缓坡地,高处为原矿井排弃的矿渣,场地平整以高填低,土方工程以挖作填,不足土方利用矸石填充,场地进行简单平整后,用于存储煤炭,排放矸石,存放物料,修建简易道路,便于材料和煤炭运输第三节防洪排涝该矿井设计主井井口标高为+
503.8m,副井井口标高为+
558.7m,矿井附近地表没有河流及其它地表水体,工业场地东高西低,地表水顺山谷走势排泄畅通故工业场地不受洪水及内涝之威胁第十章供电与通讯第一节供电电源矿井电源一回路来自六道江变电所,电压10KV,送电线路3km,采用LGJ-50钢芯铝绞线,砼杆架设另一回路来自道清农电供电所,电压10KV,送电线路2km,采用LGJ-50钢芯铝绞线,砼杆架设,供电为来自两个不同的变电所,满足矿井的供电需要第二节电力负荷矿井设备总计51台,工作32台,设备装机总容量821kw,工作设备容量
577.6kw,矿井有功负荷为
431.22kw,无功负荷为
305.69Kvar,视在容量为
528.58KVA,自然功率因数
0.802,经无功补偿89Kvar,无功功率为
216.47Kvar,功率因数为
0.9矿井年耗电量为207万度,吨煤电耗为
34.5kwh/t附矿井供电负荷统计表电力负荷统计表序号负荷名称电压v设备数量设备容量需用系数cosφtgφ最大负荷年耗电量kwh全部台工作台全部KW工作KW有功(kw)无功(kvar)视在(kva)一地面供电1地面主井提升机
0.
38111301300.
80.
80.75104782地面副井提升机
0.
381155550.
40.
80.7544333主要扇风机
0.
382130150.
90.
870.
5713.
057.444空气压缩机站
0.
38211701300.
80.
850.
62110.
568.515锅炉矿灯、浴池
0.
3843960.
70.
80.
754.
83.66热风炉
0.
381124240.
70.
780.
817.
5514.047机修车间
0.
385532320.
40.
750.
882419.28杭木加工房
0.
382214140.
40.
750.
8810.
59.249照明及其它
0.
387520160.
70.
651.
0210.
410.6110给排水
0.
38421260.
60.
850.
625.
103.16小计
496.
0412.
0344.
45246.8二井下供风1主排水泵(+330)
0.
6631165550.
70.
850.
6246.
7528.992局部扇风机
0.
663219.
815.
40.
90.
870.
5713.
47.043刮板运输机
0.
665448370.
70.
820.
7030.
3421.244混凝土喷射机
0.
66114.
04.
00.
50.
80.
753.
22.45注浆泵
0.
66119.
29.
20.
50.
810.
737.
455.446钻机
0.
66114.
04.
00.
60.
760.
833.
042.527乳化液泵站
0.
662160300.
60.
80.7524188照明及其它
6415100.
70.
651.
026.
56.63小计
325164.
6134.
6892.86合计
821577.
6479.
13339.
66587.33有功无功同时系数取
0.
90.
8020.
709431.
22305.
69528.582069856补偿89Kvar后
0.
90.
502431.
22216.47第三节矿井供配电
一、地面供配电在矿井工业广场建一个6×10平方米的地面变电所,根据矿井负荷情况,在矿井变电所装设四台变压器,型号分别为S9-315/10/
0.
4、S9-200/10/
0.69,其中两台S9-315/10/
0.4供地面,一台工作,备用一台两台S9-200/10/
0.69型变压器供井下,一台工作,一台备用,可满足矿井供电需求变电所内10KV,开关设备选用GG-1A(FⅡ)型高压真空开关柜,低压配电设备选用GGD2型低压配电柜进行供电矿井地面负荷中的主要通风机,主井提升机消防泵均采用双回路供电并接自不同母线段,地面供电等级
0.4kv
二、井下供配电从地面变电所引低压两回路入井,两条入井电缆型号为MY-1KV-3×90+1×50橡套电缆,经主井井筒敷设入井,至+330变电所,井下供电等级
0.69kv,照明电压为
0.127kv配电设备均采用矿用隔爆型真空馈电开关,主排水泵采用双回路供电井下电气设备全部采用隔爆型,井下手持式煤、岩石电钻,均装设隔爆型综合保护器,井下所有电气设备的支座支架以及正常时不带电的所有金属附件必须可靠接地,接地电阻不大于2Ω,手持式电气设备接地电阻不大于1Ω井下局部通风机采用专用电缆,专用开关供电井下低压馈出线上必须装设备漏电保护装置以及短路、过载、失压等保护装置井下固定安装的用电设备的供电电缆采用MY-1000型,移动用电设备的供电电缆采用MZ-1000型,井下电缆均带有接地芯线由井下通地面的钢轨、钢管在井口处必须做绝缘和装设避雷装置,防止雷电侵入井下
三、其它本矿地面供电采用中性点直接接地供电系统,井下采用中性点不接地供电系统矿井提升机的电控设备必须具备《煤矿安全规程》427条的规定和保护功能,并装设提升机后各保护装置和斜井跑车防护装置第四节矿井通讯矿井装设一部20门调度电话总机,其型号为HJD-80/20型,设两条入井通讯电缆,其型号为MHVW22-20×2×
0.8,经主井敷设至井下入井通讯电缆在入井处必须装设备避雷器和熔断器,防止雷电侵入井下通讯电缆与电力电缆要有足够的间距,井下采用隔爆型电话分机,分别装设于+300底弯道、井底车场、水泵峒室、采掘工作面等地面矿长室、调度室、绞车房、变电所、主通风机、维修车间、锅炉房等都有电话分机另外矿长室和调度室还需装设两部市话电话机,便于与外界沟通井下通讯电缆分线箱采用隔爆型人车装设矿井提升载波信号装置,其型号为KXT5型,可以保证人车在运行中的任何地点都能向绞车司机发出紧急停车指令提升信号采用声光兼备信号,提升信号与绞车电控设备联锁,不发出提升信号绞车不能开车矿井必须装备备用提升信号,备用提升信号装置与主提升信号装置功能相同第五节矿井安全生产监测监控系统
一、安全监控管理
1、概 述该矿是低瓦斯矿井,矿井设计能力为6万t/a采煤方法为走向短壁后退式开采法,井下布置一个回采工作面,二个掘进工作面为了确保矿井安全生产达到高产、高效,安装矿井监控系统全面监测监控瓦斯,一氧化碳,温度、风速、负压、和风、电、瓦斯闭锁是安全生产的重要保证
2、监控系统选择选择“长春东高开发公司”KJ19煤矿安全监控系统该系统由地面监控主机、UPS后备电源,显示器、打印机、通信箱和避雷器等组成井下主要设备有监控分站、后备电源,模拟量传感器,开停传感器和断电开关可以对矿井中的瓦斯、一氧化碳、风速、温度、负压等环境参数以及地面、井下的各种设备的开、停状态进行实时监控和连续监测、记录并随时打印
3、监测设备各设置地点和布置根据《煤矿安全规程》规定,低瓦斯矿井必须在采煤工作面设置甲烷传感器采区在+420m运输顺槽,安设一台BFDZ-6型监控分站,配接二个瓦斯传感器,一个一氧化碳传感器,一个温度传感器,一个风速传感器,分别监控工作面、回风巷瓦斯、一氧化碳、温度、风速;安设一个机电设备开停传感器,一个馈电状态传感器,风门状态传感器4个监控二台刮板运输机、一台液压泵、一台煤电钻和四道风门的开停、开启状况低瓦斯矿井煤、半煤、或岩巷有瓦斯涌出的掘进工作面必须在工作面设置甲烷传感器采区两个掘进工作面,各安设一台BFDZ-2型监控分站,分站设在+390m、+420m运输巷中,各配接2个瓦斯传感器,分别设在工作面和回风中;各一个机电设备开停传感器、一个馈电状态传感器控制掘进工作面全部非本质安全型电气设备具体布置执行《煤矿安全规程》,在采、掘作业规程中专门设计
4、总入、总回、井下机电硐室、井下永久风门监控设备选型及布置总入风井在暖风入风混合口下10m处,设一氧化碳传感器1个,温度传感器1个,风速传感器1个,风门状态传感器1个,监控入风流中有无一氧化碳,入风风速有无变化,温度是否达到要求,风门状况等情况需一台BFDZ-2监控分站设在暖风室中总回风井一台BFDZ-6监控分站设在主扇房中配接甲烷传感器一台,负压传感器一台,风速传感器一台,一氧化碳传感器一台,安设在主扇风硐中监测矿井总回风中,甲烷、风速、一氧化碳变化情况及主扇负压状况在主扇房中安设一个机电设备开停传感器,一个馈电状态传感器,在井口安设的二道风门上各安设风门状态传感器一个监测监控主扇电源状况,主扇开停和风门开关状态以便及时掌握矿井通风安全情况井下主井+420m车场处二道永久风门,配接二个风门状态传感器,一个风速传感器,监测监控风门开关、是否漏风由掘进1监控分站配接在主井+330m水泵硐室,安设一台BFDZ-2监控分站,配接一个甲烷传感器,一个机电设备开停传感器,一个馈电状态传感器,监测入风流中有无瓦斯、水泵电源是否正常等各种传感器布置见安全监控设备平面布置图
5、监控总站和各分站主要设备的功能、型号及数量监控总站设在地面调度室,主要设备有地面监控主机(两台主机),显示器、打印机、UPS不间断电源、通信箱和避雷器等组成一套完整系统主要功能有显示、打印、绘图、检索、报警、控制等,操作简便,响应迅速井下主要设备有BFDZ-2型监控分站和BFDZ-6型监控分站,它集电源箱、分站、断电仪、风电瓦斯闭锁主机于一体模拟量传感器,开停传感器和断电开关、备用电源主要功能是实时采集各种传感器送来的现场信息,经处理后向地面主机传送;同时接收和执行地面主机下发的控制指令,当监控仪或控制器与主机脱机时可独立工作矿井安全监控系统装备表10-5-1序号仪器仪表名称型号单位数量备注一安全监控系统KJ19套1主机P
43.06G台22UPS不间断电源PCM1000VA台13显示器纯平17”台14打印机HP1020台15通信箱KJJ-1200台16线路避雷器KJ19-31台27分站后备电源KDC-1台68监控分站BFDZ-2台49监控分站BFDZ-6台210一氧化碳传感器KJ19-34台311机电设备开停传感器kgt-31台612温度传感器kj19-33台213负压传感器kj19-36台114风速传感器kj19-35台415风门状态传感器kgt-32台916甲烷传感器KYJ-2000台817馈电状态传感器kgt-36台518便携式甲烷检测报警仪JCB-C80A台10班组长以上19ch4标准气样40l瓶220配套减压阀个121催化燃烧式甲烷测定器检定装置套1
二、传输设备及器材选型信息传输系统功能主要由地面主机、井下监控分站和传输线路组成传输干线电缆参数
1、电缆型号MHYRP1×2,
2、电缆分布电容
0.06nF/km,
3、电缆分布电感
0.8mH/km,
4、电缆直流电阻
13.5Ω/km分站支线电缆参数选用矿用信号电缆,电缆型号YZF4×
1.5×30/
0.25电源电缆选用矿用电缆,电缆型号U3×4+1×4
三、监测设备各类传感器布置传感器类型、数量、位置见表矿井安全监测系统传感器布置参考表表10-5-2布置地点分站BFDZ-2分站BFDZ-6甲烷kyj-2000温度kj19-33风速kj19-35设备开停kgt-31一氧化碳kj19-34负压kj19-35馈电状态kgt-36风门状态kgt-32回采面1211411掘进11211420风门12掘进21211总入111111总回风11111112330硐室1111合计4282453159传感器报警浓度、断电浓度、复电浓度和断电范围入风顺槽报警浓度≥
0.5%CH
4、断电浓度≥
0.5%CH
4、复电浓度
0.5%CH4工作面报警浓度≥
1.0%CH
4、断电浓度≥
1.5%CH
4、复电浓度
1.0%CH4回风顺槽报警浓度≥
1.0%CH
4、断电浓度≥
1.0%CH
4、复电浓度
1.0%CH4断电范围工作面及回风巷内全部非本质安全型设备一氧化碳报警浓度≥
0.0024%co
3、采掘工作面监控分站随工作面的搬迁而移设
四、安全监控管理措施煤矿安全监控系统是煤矿安全现代化管理的重要手段,为更好地发挥其效能,在安装、使用和维护上必须执行《煤矿安全规程》的有关规定和原煤炭部关于矿井通风安全监测装置使用管理规定
1、矿井建立专门机构管理,设专职人员经培训合格后持证上岗,调校、维护监控设备
2、拆除、改变监控设备关联的电气设备的电源线及控制线,或电气设备,需要监控设备停止运行时,须报告矿调度室,并制定措施后方可进行
3、监控设备必须定期进行调试、校正,每月至少一次,传感器等采用载体催化元件的甲烷检测设备,每7天必须使用校准气样和空气样调校1次
4、必须每天检查监控设备及电缆是否正常,调校甲烷传感器
5、地面中心站必须实时监控全部采掘工作面的瓦斯浓度变化及被控设备的通、断电情况
6、安装断电控制系统时,必须根据断电范围要求,提供断电条件,并接通井下电源及控制线,监控设备的供电电源必须取自被控制开关的电源侧,严禁接在被控开关的负荷侧
7、主机和分站必须设置后备电源,当电网停电后,系统保证正常工作时间大于15min;分站保证正常工作时间大于2h
五、生产监控、计算机管理系统由于矿井井型较小,生产监控和计算机管理系统不装备第十一章地面建筑第一节工业建筑物与构筑物概述该井田处于长白山老岭山脉的中低山区,矿区地貌特征为构造剥蚀低山区,矿区地表标高+500~+600m基岩多以古生界二迭系砂页岩为主,井田外有本溪组砂页岩及奥陶系灰岩出露该矿区属于北寒温带大陆气候,四季分明据气象部门提拱资料,年最高气温+30℃,最低气温为-
34.8℃,降水量在643~1080mm11月份至翌年3月份为冰冻期,最深冻土层厚度
1.5~
1.7m区内风向多为西北风,夏季西南和东南风较多,风速一般为3~4级该区历史上无有级地震和风灾记载建筑工程地震烈度按6级设防取暖期按一类地区5个月
一、利用原有工业建筑物该矿井地面工业场地没有可利用工业建筑物
二、新建工业建筑物矿井变电所60m
2、热风炉室20m
2、地面压缩空气站42m
2、污水沉淀池一座100m
3、机、电维修车间119m
2、主绞车房70m
2、日用消防泵房20m
2、灾害预防材料库24m2,静压水池300m3,翻灌1座,压缩空气站冷却水池12m3,矿井新建工业建筑物总面积355m2,水池412m3
三、主要工业建筑物结构形式矿井变电所、热风炉室、地面压缩空气站、机电维修车间、主绞车房、日用消防泵房、热风炉室,均采用混合结构,毛石带形基础,钢筋混凝土屋面板,阻燃聚苯乙烯保温板保温,改性沥青防水屋面第二节行政、生活福利建筑行政、生活福利建筑可利用的有综合办公室84m2,验收房35m2合计119m2新建浴室更衣室140m2,食堂42m2,室外公共厕所30m2,井口安检、验收房36m2,器材库56m2,材料库56m2,铲车库45m2,任务交待室56m2,锅炉房21m2,门卫室15m2,合计497m2浴室更衣室、食堂、铲车库、任务交待室、锅炉房、门卫室采用混合结构,毛石带形基础,钢筋混凝土屋面板,阻燃聚苯乙烯保温板保温,改性沥青防水屋面公共厕所采用混合结构,毛石带形基础,人字形框架、彩钢瓦顶器材库、材料库、采用混合结构,毛石带形基础,屋盖型钢檩条,屋面彩钢瓦新建建(构)筑物一览表表11-2-1序号项目名称建筑指标檐高或平均高m基础结构形式面积m2体积m3类型埋深m1矿井变电所
602704.5毛石带形基础
2.0混合结构2热火炉室
20904.5毛石带形基础
2.0混合结构3地面压缩空气站房421684毛石带形基础
2.0混合结构4机、电维修车间
119416.
53.5毛石带形基础
2.0混合结构5主通风机房
20603.0毛石带形基础
2.0混合结构6食堂
421263.0毛石带形基础
2.0混合结构7日用消防泵房
20703.5毛石带形基础
2.0混合结构8矿灯、自救器室
421263.0毛石带形基础
2.0混合结构9浴池更衣室
1404903.5毛石带形基础
2.0混合结构10污水沉淀池(一座)
1001001.钢筋混凝土基础
3.5钢筋混凝土11压缩空气站冷却水池6122钢筋混凝土基础
3.5钢筋混凝土12主井绞车房
702453.5毛石带形基础
2.0混合结构13灾害预防材料库
24723.0毛石带形基础
2.0混合结构14井口安检、验收房
361083.0毛石带形基础
2.0混合结构15器材库562244毛石带形基础
2.0混合结构16材料库562244毛石带形基础
2.0混合结构17铲车库451804毛石带形基础
2.0混合结构18任务交待室
561803.0毛石带形基础
2.0混合结构19锅炉房21844毛石带形基础
2.0混合结构20门卫室15453毛石带形基础
2.0混合结构21厕所
30752.5毛石带形基础
2.0混合结构22静压水池1003003钢筋混凝土基础
3.5钢筋混凝土23翻罐1座钢筋混凝土基础
3.5钢筋混凝土第十二章给水排水第一节给水
一、给水范围及设计依据
1、给水范围给水范围为矿区工业场地的生产、生活消防用水及井下消防洒水用水
2、设计依据设计依据《室外给水设计规范》(GB500B-2006)、《建筑给水排水设计规范》(GB50015-2006)、《煤炭工业小型矿井设计规范》9GB50399-2006)等
二、用水量表表12-1-1序号用水项目用水人数用水标准昼夜M3/d用水量小时不平衡系数最大时M3/h流量L/s备注1生活饮用水
1471921.
4730.
230.062淋浴用水8个淋浴540L/h
12.
962.
160.6三班1h3浴池用水
6.2m
318.
64.
21.174锅炉用水
0.
5916.
51.
590.445洗衣用水120×
1.530L/kg
5.
41.
51.
680.476食堂用水130101/人餐
1.
320.
320.097小计
56.
2310.522938其它用水10%
5.62合计
61.859井下消防用水
129.1610地面消防用水72总计
263.01m3东山煤矿工业场地生活、生产用水量为
61.85m3/d,井上消防用水72m3/d,井下消防用水
129.16m3/d,详见用水量表
三、水源选择由于该矿区及周围地下水不丰富,且受到破坏,不适作为矿井的水源,自来水公司的主管道距矿只有1km的距离,水量富足,水质优良,通过协商可以作为东山的水源东山矿在自来水主干管处设一加压泵站,通过DN200铸铁管直埋的方式引到矿井的静压水池内,水泵型号200XJ32-64,流量32m3/h,扬程64m,电动机功率
7.5kw,一用一备,做为消防灭主水源,生活用水直接用自来水
四、给水系统工业场地采用环状给水管网,生产、生活及消防共用一套给水管网系统,干路为DN200的给水铸铁管井下消防洒水池不单独设置,为地面日用消防水池合建,井下建立消防洒水合用管路系统,消防洒水管从地面日用消防水池引至主井,经主井敷设的管路到井下各用水地点第二节排水矿井污水来自两部分,一部分为井下排水,另一部为地面生产、生活污水井下最大污水量约为25m3/h,地面污水主要为浴池、食堂及生活用水,最大污水量3m3/h,在地面建一个150m3污水沉淀池,井下污水排至地面进入沉淀池沉淀后,达到排放标准后,才可排放工业场地所有建筑物内不设水厕所,室外集中旱厕所,因此生活污水浓度低,污水量小,不径专门处理,直接与井下排水汇集,统一排至污水池沉淀后,集中排放第三节 消防及洒水
一、消防水源的选择、及洒水灭尘布置原则和选型
1、矿井的供水水源利用原南平硐水源,(原矿区居民用水源)距矿部400m,管道输送闸阀控制消防用水取自地面静压水池,采用低压给水系统,与矿井生产、生活共用一个水源消防水泵选用IS65-50-125,流量30m3/h,扬程
18.5m,电机
3.0kw两台,一用一备
2、井下消防及洒水用水量井下消防、洒水用水量,参照《煤炭工业小型矿井设计规范》(GB50399—2006)消防用水量、防尘用水量标准,
13、
6、9,
13、
6、10条取值井下消火栓用水量为5L/s,火灾延续时间为6h,消火栓每个流量为
2.5L/s1)、消防耗水量为6h需5×3.6×6=108m
33、防尘洒水量计算24h需要⑴防尘用喷雾装置用水量4处
0.03×
3.6×10×4=
4.32m3⑵风流净化水幕用水量2处
0.03×
3.6×16×2=
3.46m3⑶放炮用喷雾装置用水量3处
0.2×
3.6×1×3=
2.16m3⑷湿式凿岩机用水量3处
0.08×
3.6×8×3=
6.9m3⑸冲洗巷道岩帮用水量:DN25给水栓3处
0.3×
3.6×1×3=
3.24m3防尘用水量合计为
4.32+
3.46+
2.16+
6.9+
4.32=
20.08m3,消防、灭尘总计用水量为
128.08m3/d
二、消防洒水管径的确定按下式计算4×QDg=———————mπ×Vd×3600式中Q-管中流量取22t/h,Vd-管内流速取
2.0m/s,4×22Dg=—————————=
0.062m
3.14×
2.0×3600
三、管壁厚度的确定PDgδ=--------------+C200[σ]φ+P地面标高+504m,井底标高+330m,垂高174m174×70δ=--------------+
2.5=
3.04mm200×113根据以上计算井下消防洒水干管选用D70×
3.5型无缝管在工作面、运输巷、回风巷、转载点、装车点等处安设支管和DN
70、DN30阀门,由于静压力大,在干管中+400m以下设减压阀支管选用D30×
3.5型无缝管路
四、地面消防系统和消防设施的选定采用环型管网,从静压水池安设二个出水阀门沿场区公路一侧和地面建筑,同时铺设相联通消防洒水管路埋入防冻层以下该矿井地面建筑物主要有综合办公室、机修车间、浴池、更衣室、绞车房等,均为小型建筑物,参照《建筑设计防火规范》GB50016-2006标准,
8.
2.
2、
8.
2.3条计算确定消防用水按同一时间火灾次数,用水量最大的坑木场计算可燃材料堆场火灾次数为一次,消火栓用水量20L/s,延续时间6h,地面消防需水量为72m3井上、下消防灭尘洒水总计需水量为
200.08m3广场建筑物内设置DN60消火栓并按《建筑物灭火器配置设计规范》(GB50140-2005)在明显处和便于取用地点配置小型灭火器;储煤场等易产生粉尘处设置洒水管和洒水喷头第四节矿井主要技术经济指标表六矿井设计生产能力1年生产能力万T/a62日生产能力T/d199七矿井服务年限a
5.86八矿井设计工作制度1年工作天数d3302日回采班数班2两采一准制3其它工作班数班3九井田开拓方式斜井片盘1水平数目个12第一水平标高m+4203回风水平标高m+480十采区1回采工作面个数个12掘进工作面个数个13采煤方法壁式4顶板管理方法全陷落5支架单体液压支柱配π钢梁6运输设备台/型号4/刮板运输机十一矿井主要设备1主井提升设备台/型号1/JTP1600/12242副井提升设备台/型号1/JTP1200/12241台3通风设备台/型号2/FBCZ-6-№13A4排水设备台/型号DG46-50×55压风设备台1/4L-20/824-6/81台十二工业场地总面积ha
2.7第十三章采暖、通风及供热第一节采暖
一、热负荷计算
1、室外气象参数
①室外采暖计算温度-24℃
②极端最低温度-
34.8℃
③采暖天数170d
④最大冻土层厚度
1.7m
⑤平均风力3~4级
⑥主导风向西北
2、采暖方式工业广场采用集中式供热
3、热负荷经计算工业广场热负荷为Q=
0.197MW见热负荷表工业广场热负荷表表13-1-1序号供暖建筑名称室内采暖计算温度℃采暖体积耗热指标Wm3建筑物休积m3室内外温差℃耗热量KW备注一工业建筑1主井绞车房
162.
02664021.2810×72压缩空气站
161.
81474010.587×63变电所
102.
02103414.2810×64机修车间
162.
0333.
24026.6617×75消防泵
162.
956406.55×46锅炉房
161.
873.
5405.297×3二行政公共建筑1综合办公室
182.
0201.
64216.9312×72任务交待室
181.
8134.
44210.168×73食堂
181.
8100.
8427.627×64浴池更衣室
221.
63364624.7320×75井口安检验收房
182.
886.
44210.166×66矿灯自救器室
161.
8100.
8407.267×67门卫收发室
182.
036423.025×38器材、材料库
102.
0268.
83410.282×8×79消防材料库
102.
057.
6343.926×410铲车库
101.
6180349.799×5合计
196.5
二、热水供应
1、浴池及淋浴所用热水均用采暖加热生成40℃热水,加热时间浴池2h,淋浴3h,淋浴热水为水箱供给综合办公室和浴室各设一台茶炉解决职工饮用水
2、洗浴,最大班49人出勤,卫生器具按6人用一个淋浴器,则小时耗热量Q2=540×(40-4)×80/6×
1.0×
4.19=
0.18MW
三、通风地面建筑分散面积小,为节约电能不采用机械通风,矿井选用新型矿灯,矿灯充电不产生有害气体,安全标志20061-121热行标准《矿灯安全性能通风要求》GB7957-2003室内空气调节采用升高自然对流,浴池内余热余湿排除,利用天窗调节排除第二节井筒防冻
一、设计依据
1、井筒入井量Q=53504m3/h
2、室外温度Tc=-
34.8℃
3、井筒内冷热风混合后温度Tch=2℃
4、大气密度r=
1.284kg/m3[2℃时]
5、空气比热c=
1.009kj/kg.k
6、井筒热损失系数K=
1.05
二、通风耗热量计算Q炉=Q.c.r(toh-tc)k=53504×
1.009×
1.284[2-(-
34.8)×
1.05]=
2.68×106KJ/h热风炉选用KRL-3360送风机4-72No10c180°电动机功率
18.5KW型号Y180M-4引烟机Y5-47No5c电动机Y132S1-2功率
5.5KW热火炉安装在距井口20m外下风流处机房用不燃性材料砌筑第三节锅炉房设备锅炉房热负荷为Q=k(k1Q1+k2Q2)=
1.2×(
1.0×
0.197+
0.5×
0.18)=
0.3444MW式中K—管网热损失及锅炉房自由热系数,取
1.2K1—采暖热负荷同时使用系数K2—生活热负荷同时使用系数根据热负荷需要锅炉选CLHG
0.7-90/65-WI新型燃煤常压热水锅炉一台,此锅炉可以满足矿井建筑物采暖及洗浴,洗衣等用水热源水处理采用锅内加药处理方式,运煤除灰采用人工手推车式第四节室外供热管道室外供热管网采用直埋方式,保温材料为聚氨脂,保温层厚度为50mm,入户阀门均采用空心式手动调节阀第十四章职业安全卫生第一节概述
一、本工程设计是承担该矿井资源整合,技术改造成生产能力6kt/a的矿井,将井下煤炭安全地、合理地采出
二、地理位置及特殊要求白山市八道江区东山煤矿位于白山市八道江区六道江镇下甸子村南部,其行政区域隶属八道江区六道江镇管辖该地区岩石较坚硬,稳定性较强,从未发生过山体滑坡、泥石流等地质灾害,区内从未发生过有级地震,该地区地震裂度为6级,地表建筑物不需进行抗震设防
三、职业安全卫生
1.个体安全防护装置与用品按《煤矿安全规程》第六条规定,煤矿企业必须对职工进行安全培训未经安全培训的,不得上岗作业设计已在概算中列入了培训费用入井人员每人配备AZG—40A型自救器,安全矿灯,非化纤工作服、鞋子、安全帽、毛巾、手套等装备特种作业人员配备专用防护备品
2.安全标志设置井下各岔路口设置安全出口方向标志、空巷、密闭前,火区及禁止入内的主要机电硐室等,均设置明显标志,以保证个人和生产安全
3.个体防尘及防毒用品采掘工作面工作,必须使用湿业凿岩机或湿式煤电钻打眼,每个作业人员配备防尘口罩、防尘安全帽
4.卫生1)医疗卫生井口设急救室,有一名医生值班,主要处理一般性伤害2)生产卫生在工业场地内设有浴室,每班工人开井后,进行淋浴或池浴,浴室内设有更衣室、更衣箱、干燥室3)生活卫生部份职工家在外地,矿内建有独身宿舍和职工食堂,每班入井前和升井后可就餐,食堂、浴室、任务交待室备有饮用开水4)妇幼保健该矿井严禁女职工入井,女职工安排在地面轻体力劳动岗位上,为保证女职工的生活卫生,在浴室设女职工淋浴室
四、主要工艺、原料、成品、设备及主要危害该矿井主要工艺采煤工作面使用钻爆法采煤,经刮板运输机运至煤仓装矿车,由轨道柴油机车牵引到主井车场,提升到地面储煤场,经人工手选块煤和矸石后销售掘进工作面炮掘后,人工装车,经主井提升到地面,煤炭进入储煤场矸石到排矸场,用作铺路,回填下沉区分析该矿井工艺,采掘时由于揭开煤岩层将会涌出沼气,爆破时产生炮烟和煤岩尘所以要加强通风,稀释有害气体,放炮前后要洒水灭尘,在煤炭运输环节中,易产生煤尘的地点应设喷雾气,净化水幕第二节建筑及场地布置
一、根据场地的自然条件和矿井服务年限较短等因素,改扩建后仍大部分利用原建筑,以利节约资金对重要设施(如变电所等)均设有防雷电装置
二、场地周围环境较好,周边山坡植被为人工林,水土保持未遭到破坏该地区自然灾害历史上没有雷击、风灾、地震发生,故对该矿井的职业安全卫生没有明显影响
三、矿井地面总布置相对集中,锅炉排烟采用降尘器处理因矿区没有居民区,所以没有影响
四、工业场地内道路因受地形影响,布置为树形,宽度为4~5m,利用矸石铺垫第三节职业危害因素分析矿山井下作业环境,由于空间小、潮湿特别是存在着水、火、瓦斯、煤岩尘、冒顶片帮等各种危害为了做到安全生产,针对上述等不安全因素的防治,改善作业环境保证职业安全和卫生要求该矿井所使用的机械设备,噪声级不高,加之工业场地附近没有居民区,不会有工业噪声污染环境问题第四节主要防范措施为了满足《煤矿安全规程》的要求,保障井下作业人员有良好适宜的作业环境,设计选择了有足够能力的主要通风机,各用风地点按规定配足风量,主要通风机反风方式为反转反风
一、供电安全措施该矿井是低沼气矿井,按《煤矿安全规程》规定井下电气设备选择矿用隔爆智能型高压真空配电装置,矿用隔爆馈电开关,移动设备装备隔爆型综合保护器,井下所有电气设备外壳,电缆金属铠装保护层,电气设备的金属支架以及正常时不带电的所有金属附件必须可靠接地地面建筑变电所、锅炉烟囱设置了避雷器,电话线上,装有过电压及过电流保护,分别装设保护接地和工作接地;井下暗井绞车选用矿用防爆绞车
二、锅炉安全措施选用新型燃煤常压热水锅炉供建筑物及浴室和洗衣用水热源,锅炉备有安全水位、压力表,自动给水装置等冬季井筒保温选用热风炉供热,井筒设有防火门第五节预期效果及评价本设计以生产必须安全的方针为指导思想,对矿井各危害部位,提出了有效的防治措施在生产过程中,防治措施若能得到完全落实,并按《煤矿安全规程》对该矿井进行科学管理,是完全可以达到安全生产的但在生产过程中,随着生产条件和作业环境的变化,其防治措施应及时进行补充和修正第十五章环境保护第一节概述一.矿井自然环境现状井田地处浑江南岸低山区,地表标高在+500m~+600m,比差100m地形为丘陵地带,地表为荒山,无永久性水体,山间沟谷发育,排泄条件较好,大气降水大部分通过沟谷排泄,民宅及耕地均不在开采的范围以内,根据煤矿生产的特点,预计矿井对周围环境的主要影响为
(1)矿井上下排放、工业场地生活污水对环境的影响
(2)工业广场锅炉烟尘排放对大气污染
(3)井下开采后,地面塌陷对地表的破坏
(4)矿井排矸、排碴对环境的影响
(5)工业噪音对环境的影响第二节各种污染的防治措施一.大气污染物及防治措施大气污染物主要来自工业场地的锅炉房及各厂房燃煤排放的烟气、矿井回风产生的废气,烟气中主要含有TSP、SO
2、氮氧化合物、柴油车尾气等,同时煤炭在储、装、运等过程产生的粉尘是大气污染物的另一主要来源因此在煤炭储、装、运、筛选过程中,应采用产尘较少的工艺方法,并在操作区设置降尘措施,尽量避免敞开式操作,地面储煤场应采取封闭措施同时在矿区周围进行绿化,建立绿化隔离带或设置围墙,防止煤粉的散失、飞扬二.水污染防治矿区地下水的污染源有矿井污水、煤矿工业及生活废水;矿井废石、煤矿工业废渣、生活垃圾污染物主要为化学污染物,次为生物污染物污染的特点是隐蔽性和难以逆转性为使排放达到当地环境保护部门的要求,在工业场地建一座污水沉池井下水和地面废水排到沉池,进行沉淀沉淀下的污泥,清除池外,凉晒后矿车运至排矸场沉池容积为100m3三.噪声控制矿井地面主要噪声源有通风机、锅炉鼓(引)风机、设备维修间等处这些噪声源大部分是宽频带的,声压级一般都在90dB(A)以上1.噪声污染预防措施
(1)总体布局时,根据功能分区,利用不敏感区将高噪区与敏感区分开
(2)设计时在技术经济可行的基础上,变革生产工艺,尽量采用具有良好声学特征的产品,从根本上减轻噪声污染的强度
(3)利用绿化的多种环境功能,增加绿化面积,通过绿化带的隔离,使环境噪声达到标准要求2.噪声污染治理措施
(1)通风机噪声治理通风机房内敷设吸声材料,排气口处加消声器,设隔声值班室,通过以上措施可降噪25~30dB(A)
(2)锅炉房噪声控制鼓风机加阻抗复合式消声器,引风机作隔声处理
(3)检修车间尽量采用焊接、液压传动装置,厂房内将高噪声源集中布置,加隔声屏及多层穿孔板吸声体四.固体废弃物处理矿井生产过程中产生的固体废弃物主要有煤矸石、锅炉灰渣、生活垃圾等
1.煤矸石治理为防止矸石被雨水淋溶污染地表水和地下水,需采取防渗漏措施,在基底设防水层,四周设截水沟,以保证雨水汇入工业场地的排水系统该矿的矸石采用填埋方式,具体作法是将矸石运至矸石场分层推平压实,在周边处加宽3m粘土,另外在矸石各层
0.5~3m之间在加一层粘土
0.3m,在其顶部覆盖1~2m的黄土层,充分压实后上面种草植树
2.锅炉灰渣锅炉灰渣集中储存可以处理给砖厂,做制砖材料
3.生活垃圾矿井应在工业场地设置垃圾箱定点收集垃圾,由汽车统一运往当地政府规划的垃圾填埋场进行填埋本次设计采取垃圾卫生填埋的处置方式,它是在传统的堆放和填埋处置基础上,发展和完善起来的一种不产生二次污染的最终处置技术垃圾在填埋场内分区分层进行填埋,每天运到填埋场的垃圾,在限定的范围内铺散成
0.4~
0.8m的薄层,然后压实,连续叠堆并逐层压实,最后再用薄土覆盖,压实,形成一个填埋单元当填埋达到最终的设计高度之后,在该填埋层上覆盖一层
0.9~
1.2m的土壤,压实后就得到一个完整的卫生填埋场第三节开采塌陷处理
一、矿井生产后,由于地质条件和煤层赋存情况所决定采煤后造成的地表形态破坏是必然的,所采取的综合防治措施只能是在现有技术、经济条件下采取适当技术手段尽可能减轻地表形态破坏造成的影响应组织人力物力,对采煤后地表出现的裂缝及时充填,对出现的塌陷坑、洞及时填平修复,因地制宜整治成林地、草地等,塌陷区设警示牌
二、地表塌陷应进行经常性的观测,并设置相应的保安煤柱,对地表塌陷可能带来的危害,采取早预防、早处理的办法,防止事故的发生
三、矿区要加强绿化工作,同时它对净化空气,减弱噪声均有明显的效果本次设计工业场地绿化系数不低于20%在产生粉尘的储煤场和生产车间周围种植抗煤尘、粉尘的树种,但不宜过密,如榆树、杨树等在发生强烈噪声的生产场所,可栽植冠矮、分枝低、枝叶茂密的小榆树、灌木、高低搭配,行道绿化是沿道路并列栽植双行榆树,绿化地带宽度最小6m,株距
3.0~
6.0m,行距
3.0m
四、水土保持措施矿区水土流失现状及开发对水土流失的影响矿区土壤侵蚀类型主要是风力侵蚀,随当地地表植被较密实,覆盖率较高,但随着矿井的开发建设,使部分土体、岩石剥离、堆积和扰动,破坏了自然状态的稳定和平衡,使土壤抗蚀加剧,若不采取一定的治理措施,势必加剧水土流失
五、水土流失治理措施在基建期间,工业场地、公用与铺助配套工程都将产生大量废弃土石,这是造成新增水土流失的主要因素因此,基建期间采取的措施是1.保持原有地表植被,尽可能减少原有地表植被的破坏面积,严禁“滥砍、滥烧、滥伐”现象2.各类土石应有计划堆放,切实做好工程防护措施,如修建边坡、护坡等
3.对原有地表的破坏,应尽快采取生物措施,如在一些坡地开展人工种草、植树,减少坡地水土流失生产期间,水土保持的重点是厂区周围,为预防大气降水和洪水对工业广场的冲刷,防止大量固体废弃物经沟道排入下游,需采取多种永久性防护措施如生物与工程相结合措施1.拦渣坝在工业场地较近处,选择具有一定容量的封闭沟道,修筑拦渣坝,可起到预防洪水、拦渣、拦沙的目的2.营造防护林为防止沟坡土壤侵蚀的发展,在沟坡两侧营造防护林第四节机构设置及专项投资该矿区应下设环保员1人,专职管理全矿的环境保护及安全卫生工作,本次设计不设环境监测站,监测任务可委托八道江区环保局承担,环保员应协助开展工作,通过加强管理和环境监测,逐步掌握全厂主要污染物的排放情况,为控制污染积累数据和资料,按要求做好环境保护工作第十六章建井工期
一、施工准备由于矿井属改扩建项目,原矿井的部分设施、设备、井巷工程等可以利用,矿井可在本设计通过审批后,即可进行施工准备根据《矿井建设工期定额》确定本技改项目准备期为1个月
二、矿井设计移交标准
1、矿井的主要开拓工程已完成,第一片盘有一个采煤工作面,有一个煤巷准备工作面,第二片盘车场和石门在施工中
2、采区内各类巷道断面的尺寸,应符合本设计的各种设备,设施安装的尺寸要求和安全通风的需要
3、建全设计要求的劳动组织和技术工人及管理人员的岗前培训,使工人能熟练的掌握壁式采煤法的各项工艺过程,并形成正规循环
4、地面工业建筑、运输给水和采暖、通风、供热工程按建设进度完成
5、行政,公共设施及其它配套工程按计划完成
6、凡是与劳动安全和工业环境保护有关的配套工程,必须和矿井主体工程同时完工
三、井巷施工成巷进度
1、掘进进度表16-1-1巷道名称月进度(m/月)备注主井筒6020°车场石门60岩巷大断面煤巷120平巷水仓、硐室等30按体积300m3/月采区煤巷100~150上山与平巷相同采区煤巷半煤巷80~120上山与平巷相同
2、矿井采掘比
113、掘进煤占矿井产量的20%
4、移交生产时井巷总工程量总工程量29614m,其中已掘进巷道861m,新掘2100m,新掘巷道中岩巷1045m,煤巷1055m建设工期为
11.9个月,加准备期一个月,技改工期为13个月,即1年零1个月
四、井巷主要连锁工程以主井筒下延为主要连锁工程,其主连为主井筒→+330m车场→石门→水仓→排水泵房+460m~+480m回风上山及采区巷道在上述主连工程建设时即可完成第十七章技术经济第一节劳动定员及劳动生产率矿井设计生产能力为6万t/a,矿井年工作日为330天,矿井实行“两采一准”制生产,根据矿井生产能力、生产作业制度、开采条件和机械化装备水平,并参照同类型矿井劳动生产率确定矿井的全员效率为
1.14t/工,并以此为基础按《煤炭为工业小型矿井设计规范》(GB50399—2006)编该矿井的劳动定员,矿井的生产工人按规定考虑在籍系数,管理及服务人员采用的是月薪制,并按要求配备,因而不考虑在籍系数劳动定员表表17-1-1序号类别出勤人员合计在籍系数在籍人员一班二班三班合计423942123160一原煤生产人员373437108145
(一)原煤生产工人3631361031121井下工人
312431861.31122地面工人
575221.028
(二)管理人员13155三服务人员
33391.09四其它人员
22261.06劳动生产率表表17-1-2序号工种单位效率备注1全员t/工
1.142生产工人t/工
1.263井下工人t/工
1.624回采工人t/工
2.84采煤队人数50人5掘进工人(采准)m/工
0.25煤巷掘进30人第二节原煤生产成本该矿井生产成本计算,按生产要素法进行估算经计算,矿井达产后,正常年的生产成本为
(一)原煤生产成本编制依据该矿井技改扩能后,采煤工作面和掘进工作面均采用的是“炮采”、“炮掘”材料消耗计算参考三材消耗指标及根据设计所提供的工程项目主要消耗指标,进行综合性计算
1、材料价格采用吉林省2007年地方材料价格及市场价格
2、工资依据东山煤矿2007年全年实际工资测算年工资标准计算
3、修理费和折旧费,按煤炭行业有关规定定额指标等,有关资料进行计算
4、煤炭生产安全费和煤矿维简费,依据吉林省煤炭工业局吉煤办字
[2004]196号文件计算煤炭生产安全费6元/t,维简费
8.7元/t成本估算表表17-2-1单位元序号项目各称单位数量单价金额备注1经营成本元
107.
291.1材料元
31.
951.2工资元40人均年工资按
1.5万元计算
1.3动力度
35.
420.
5419.13日用电量
1.2万度
1.4福利费元
3.
911.5修理费元
2.
81.6其它费用元
9.52折旧费元
12.10按投资额10%3井巷工程费元
2.504维简费元
8.705安全费元66财务费元
2.507其它元
1.508总成本元
128.49原煤吨煤成本材料费用计算表表17-2-2序号项目名称单位数量单价元金额元备注一主要材料元
23.331木材m
30.
0035001.5掘进采煤铺道特殊支护2支护根
2.61
①单体液压柱根
0.
00312000.36DZ22-30/100
②兀钢梁根
0.
00052500.02
③金属网㎡
0.
0378130.49
④其它10%
0.74液压液、机油等3火工品
1.26
①火药kg
0.
155.
500.83
②雷管
0.31
③其它火工品12%
0.12母线发爆器电池等4大型材料775
①钢铁管kg
0.
094.
84.43
②钢丝绳kg
0.
169.
001.44年用两条
③轻轨kg
0.
146.
000.84
④其它钢材
0.27
⑤电缆m
0.
01545.
000.68
⑥风筒节
0.
00032850.095掘进用、年耗、20节5自用煤
0.
011321.326机油kg
0.
0016.
000.067配件专用工具等70%
10.151~6项二其它材料费35%
8.621~7项材料费合计
31.95
(二)投资范围及总投资矿井估算投资为计设范围内,本工程从筹建开始到项目竣工,达到设计能力时,设计所提供的全部井巷工程、土建工程、设备及工器具购置、安装工程及其它服务于本设计的其它费用概算静态投资
995.08万元其中井巷工程
568.68万元,土建工程
85.1万元,设备购置
331.30万元,安装工程
129.60万元,工程其它建设费用
10.0万元,工程预备费
69.66万元,建设项目总资金
995.08万元其中铺底流动资金30万元.资金筹措建设项目投资全部由企业自筹
(三)概算编制依据概算编制依据吉林省白山市江源区富源煤矿与长春煤炭设计研究院签定的“富源煤矿技术改造扩建项目初步设计”委托书中有关规定进行编制
1、工程量依据设计所提供的井巷工程、土建工程和机电设备安装工程、器材等有关资料
2、估算指标因该项目工程所需资金全部由企业自行筹措,项目建设施工企业拟采取自行建设,因而工程概算指标编制单位采取同类地区施工相同项目所普遍实行的单价指标,并征询了企业意见,以相类似的项目单价进行估算,因而简化了概算的编制难度根据的工程指标及定额参考
(1)《煤炭建设井巷工程概算定额》、《煤炭建设井巷工程辅助费综合预算定额》(99统一基价)中的相关定额,建设单位在建设中应以上述定额中的工、料标准进行采购和用工,避免浪费
(2)《煤炭建设地面建筑工程概算定额》(99统一基价)中的相关定额和江源区部分砖混结构工民建筑单位标准和单位单价
(3)《煤炭建设机电安装工程概算安装指标》(99统一基价)中的安装工、料定额
3、费用内容
(1)井巷工程包括了巷道掘进、巷道支护、铺轨工程、水沟掘进和与上述工程相关的辅助车间费等
(2)土建工程包括直接工料费、材料差价费和与此相关的采购费
(3)机电安装工程包括设备购置、安装工程辅助材料和人工费
(4)上述工程的施工管理费和其它费用
4、取费标准人工费按当地井上下实际支付的日平均工资标准材料费以当地市场价为准,需异地采购的应另加材料运费设备价格以厂家询价或代理商定价
5、工程预备费按改扩建矿井总投资的7%计取本概算的费用额度仅供建设单位按单位工程分项参考,如建设单位和承建单位分属两个独立的法人集团,概算标准应以施工图预算为主或双方协议商定工程价格第三节技术经济评价与分析
1、产品价格分析矿井原煤生产成本按生产要素法进行估算达产后吨煤单位成本
128.49元/t,正常年份产量为6万吨,矿井所产煤种为焦中灰、低磷、特低硫、瘦贫煤工业用途可做为动力和民用煤,其发热量18MJ/kg,该煤种在白山地区07年售价在210~270元/t之间,平均售价在240元以上,现在该煤种形成了卖方市场在240元/t的价位上只能上涨不会下落,矿井技改最短期仅13个月(准备其一个月)即可达产,因而该煤种的最低售价定为240元/t
2、效益分析该矿井技改后年产量为6万t/a,吨煤成本
128.49元/t,经计算年销售收入为6万吨×240元=1440万元年总成本为6万吨×
128.49元=
770.94万元销售税金及附加额为1440万元×13%=
187.2万元(注综合税费定为13%)年利润总额为1440-(
770.94+
187.2)=
481.86万元年利税总额为
669.06万元投资利润率为
48.42%投资利税率为
67.23%矿井投资回收期为
2.07年(含税)依据煤炭产品的煤质、市场需求等综合因素分析,矿井达产后的煤炭也将供不应求,并且随着煤炭开发的环境成本、社会成本等因素,煤炭的开发成本还会加大,但成本上升的幅度与预测的成本不会有太大的波动而煤炭价格上升的趋势在07年和08年初已明显高于成本的上升比例,煤炭价格尤其是本矿井所产煤种的销售价格还将上涨,并且由于“十一五”省、市经济的快速增长,将拉动煤炭需求增长,销售收入将有所提高所以经过上述分析表明,本项目投资效果比较好,并且销售有保障,企业盈利水平将保持高位,投资回收期仅
2.07年第四节矿井主要技术经济指标表矿井主要技术经济指标表表17-4-1序号名称单位指标备注一井田范围1平均走向长度km
0.8~
1.22平均倾斜宽度km
0.12~
0.453井田面积km
20.2638二煤层1可采煤层数层12可采煤层平均厚度m
3.53煤层平均倾角02504煤层容重T/m
31.32三资源储量1资源量万t
66.82工业资源/储量万t
66.83设计资源/储量万t
65.634设计可采储量万t
49.22四煤类贫、瘦五煤质1灰分(%)19762硫粉(%)
0.213发热量(大/小)MJ/kg184挥发分(%)205水分
1.36六矿井设计生产能力1年生产能力万T/a62日生产能力T/d199七矿井服务年限a
5.86八矿井设计工作制度1年工作天数d3302日回采班数班2两采一准制3其它工作班数班3九井田开拓方式斜井片盘1水平数目个12第一水平标高m+4203回风水平标高m+480十采区1回采工作面个数个12掘进工作面个数个13采煤方法壁式4顶板管理方法全陷落5支架单体液压支柱配π钢梁6运输设备台/型号4/刮板运输机十一矿井主要设备1主井提升设备台/型号1/JTP1600/12242副井提升设备台/型号1/JTP1200/12241台3通风设备台/型号2/KBZ-10-154排水设备台/型号DG46-50×55压风设备台1/4L-20/824-6/81台十二工业场地总面积ha
2.7十三人员配置其中在籍员工总人数人1601生产人员人1602原煤人员人1453原煤生产效率T/工
1.624回采工效率T/工
2.84十四三个煤量及可采期1开拓煤量万t/a
49.22/
5.862准备煤量万t/a
6.03/113回采煤量万t/月
3.05/
6.03十五井巷工程量1巷道总长度m2961其中新掘2100m2大巷运输方式人力推车3硐室处1+330m水泵十六地面建筑m2/m3一工业建筑m2/m3355/412二行政、公共建筑m2497十七原煤售价元/t240十八建设总投资万元
995.081其中井巷工程万元
568.682土建工程万元
85.103设备购置万元
452.664安装工程万元
128.205其它费用万元
10.006预备费万元
69.66。