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文档简介

涟源市安平镇留石三煤矿生产能力核定涟源市安平镇留石三煤矿生产能力核定报告第一章 矿井概况一、煤矿基本情况涟源市安平镇留石三煤矿位于涟源市安平镇留石村境内,矿区有简易公路与乡镇公路相连,距涟源市城区13km,交通较为方便。留石三煤矿由村民联办,属私营股份制企业,1997年投资基建,1998年建成投产;设计生产能力2万t/a,2004年实际产煤2万吨;现有职工38人,其中原煤生产人员35人。矿井已取得采矿许可证、生产许可证和安全生产许可证。留石三煤矿批准开采井田面积0.069Km2,上述范围内已无保有地质储量,矿井进行深部延深,在+125m附近开采。二、地质概况1、地层、构造及水文地质留石三煤矿位于涟邵煤田渣渡矿区浆江井田内,地层走向大致为NW,倾角平均26。矿井地质构造属复杂型。2、煤层顶、底板留石三矿开采渣渡矿区浆江井田测水组煤层。共含煤7层,由上而下为上、2、3、5、6、7煤层。上、2、4、6、7煤层仅具层位不可采,3煤层稳定性较差,厚度变化大为局部可采;5煤层为可采煤层,煤层较稳定,平均厚度1.43m。为中灰、低硫、低磷、高发热量无烟煤,为优质动力用煤和民用煤。3、瓦斯据留石三煤矿瓦斯等级鉴定,留石三煤矿属煤与瓦斯突出矿井。相对瓦斯涌出量为43.72m3/t;绝对瓦斯涌出量1.68m3/min。4、煤尘爆炸性及煤层自燃倾向性2004年经对留石三煤矿3、5煤层的煤尘爆炸危险性和煤层自燃倾向性进行了鉴定,鉴定结果为:3、5煤层无煤尘爆炸危险性,煤层无自燃发火危险性。三、矿井开采现状1、开拓方式矿井采用斜井开拓方式,主斜井井口标高+239.13m,落底标高+138.00,倾角280。风井井口标高+265.2m。2004年原煤产量2万吨,生产水平+58m水平。生产能力核定期间,矿井共有1个壁式回采工作面,2个煤巷掘进工作面和一个岩巷掘进工作面。2、采煤方法留石三煤矿采用短壁式采煤法,采用1.2kw电煤钻打眼,爆破落煤,回采实行三班作业。3、矿井通风矿井采用中央并列式通风方式,机械抽出式通风。实测矿井总进风量为336.3m3/min,风井总回风量357m3/min。4、提升运输矿井现开采+58+138m水平,采用主斜井、暗主井单钩串车提升。+58+138m水平运输大巷采用人力推车运输,运输距离较短,每小班安排68人推车。矿井运输轨道轨型为12kg/m,轨距为600mm。5、矿井供电矿井采用单回路配备用柴油发电机组(150kw)供电,主供电源接自涟源市安平镇3510kv变电站,矿井自备S7-50/10/0.4型、S7-80/10/0.4型、S7-180/10/0.4型变压器各1台,380v低压下井。6、矿井排水矿井+58m水平以上实测正常涌水量为2m3/,最大涌水量为8m3/h。+58m水平和+138m水平各建有容量140m3的水仓1个。采用二级排水,+58m水平和+138m水平分别建有水泵房,矿井水排至地面排放。7、地面生产系统原煤人工推车翻卸至地面煤坪,采用人工检选及破碎筛选,矸石直接人力推车矸石堆积场卸矸。矿井地面为公路运输,由汽车运至各用户销售。第二章 矿井生产能力核定计算一、矿井主井提升能力核定矿井主斜井采用单钩串车提升,负责全井煤、矸石提升,材料下放。井筒斜长215.4m、倾角280、井口标高+239.13m;绞车房安装一台JT0.80.6型单筒提升绞车,配套电机型号为YR200L-6、功率22kw。暗主斜井采用单钩串车提升,负责全井煤、矸石提升,材料下放。井筒斜长170.4m、倾角280、井口标高+138m;绞车房安装一台JT0.80.6型单筒提升绞车,配套电机型号为YB200L2-6、功率22kw。提升钢丝绳选用619s+FC-1550-15.5-特光右交;矿车采用V-0.75型侧翻式,自重454kg;矿井采用年工作日350天,每天净提升时间为16小时工作制;提升速度图按3阶段考虑。提升能力(按提升距离最远的计算)核定如下:1、提升一次循环时间: 提升斜长L=l+LB+ L=215.4+14+5=234.4(m)式中:L提升斜长(m) l井筒斜长(m) LB从井口至尾车终端的距离,实测为14mL从边坡点至钩头点的距离,实测为5m 一次提升循环时间Tx=2 l/vm+ 2vm /a+30 =2(228/1.35)+21.35/0.3+30= 415.78(s/次)式中:Tx一次提升循环时间(s) l匀速段斜长(m),l= L- Vm2/a =228 Vm匀速段绳速度(m/s), 实测为1.35 m/s a加、减速度(m/s2),取=0.3m/s22、每提升一次煤量 斜井提升串车数的确定 根据一次提升量确定串车数na/G=(cafAnTx)/(3600brtG) =(cafAnTx)/(3600brtV) =(1.251.1520000415.78)/360035016(0.751.050.82) =0.92(辆)式中:a一次提升量(设计值)(t/次) G矿车载重(t),G= V=0.646tV矿车有效容积(m3)煤的松散容重,一般为0.91.15t/m3,取1.05t/m3装载系数。倾角28取=0.82。c提升不均匀系数。矿井只有一套提升设备,取c=1.25。af提升能力富裕系数,取1.2An设计年产量(吨/年)Tx一次提升循环时间(s/次)br年工作天数,取350天t日提升小时数,取16h 根据煤矿安全规程第400条规定,按钢丝绳安全系数确定串提矿车数。n(Qq/m)-PLc(sin+wcos)/(G+GO)(sin+wcos)=13850/6.5-0.8457275(sin280+0.2cos280)/ (646+454)(sin280+0.015cos280)=3.7(辆)式中:Qq钢丝绳破断拉力总和(kg),查表知Qq=13850kg m钢丝绳最小安全系数,提升物料m=6.5 p钢丝绳单位重量(kg/m), 查表知p=0.8457 kg/m w车组阻力系数,即提升容器在轨道上运动的阻力系数,按滚动轴承选取w=0.015 w钢丝绳运动时与地滚或部分与底板间的摩擦系数,一般为w=0.150.2,取0.2 G矿车载重(kg),同前述,G=vr GO矿车自重(kg) 井筒倾角 Lc钢丝绳的悬垂长度,平车场时,Lc=l+l l井筒斜长(m) l井口变坡点至钢丝绳与天轮接触点长度,一般为2050m 根据矿井现使用的绞车,按绞车强度条件确定串提矿车数。nFjm-PLc(sin+Wcos)/(G+Go)(sin+Wcos) =1500-0.8457275 (sin280+0.2cos280)/ (646+454)(sin280+0.015cos280) =2.54(辆)式中:Fjm绞车最大静张力(kg),查表知Fjm=1500kg其它符号代表意义同前述。 根据矿车连接连接装置的容许最大静拉力,确定串提矿车数。nF/(G+Go)(sin+ncos) =3000/(646+454)(sin280+0.015cos280) =5.65(辆)式中:F矿车最大静拉力,0.75m3矿车,取F=3000kg根据以上计算,选择按绞车强度能力确定一次串提煤车2辆,比照矸石容重确定串提矸石车1辆。 滚筒宽度及钢丝绳缠绕层数校验:矿井使用JT0.80.6型绞车,查绞车技术参数得:钢丝绳直径为15.5mm,同矿井选用的钢丝绳直径(15.5mm);容绳量为420m,大于矿井提升斜长234.4m与摩擦试验圈长度之和;电机功率22KW,同矿井所选电机功率22KW。故绞车滚筒宽度、容绳量、电机功率等均符合要求,计算从略。 一次提升煤量Q=nG=n(vr) =2(0.751.050.82) =1.292(t/次)式中:Q一次提升煤量(t/次) n一次串提矿车数(辆) G矿车载重(t),G= v3、核定提升能力(提升煤量)p=(Q360016350)/(TK1104) =(1.292360016350)/(415.781.25104) =5.01(万t/a)式中:p每年提升煤量(万t/a) Q每次提升煤量(t/次) T每提升一次循环时间(s/次) K1提升不均匀系数,矿井只有一套提升设备,取K1=1.254、矿井提升能力核定分析 矿井主井提升绞车装备及钢丝绳选型,符合设计要求,也满足煤矿安全规程要求。 矿井正常提升,一次串煤车2辆或矸石车1辆,严禁超载提升。 本次矿井主井提升能力核定,不考虑提升设施的新旧程度及提升系统技术测定工作。 核定矿井暗主井提升能力为5.01万t/a。二、矿井运输能力核定矿井+58m水平和+138水平运输大巷运输轨道轨型为12kg/m,轨距为600mm。+58m水平和+138水平运输大巷采用人力推车运输,运输距离+58m水平130m, +138水平220m;矿井运输轨道坡度3。运输能力核定(按距离最远的校核)如下:1、矿车实际载重量:G=v =0.751.050.82 =0.646(t)式中:V矿车有效容积(m3) r煤的松散容重,一般为0.91.15t/m3,取1.05t/m3 装载系数。倾角28取=0.822、+138m水平运输大巷人力推车相邻两车的间隔时间: T=(2L/v+t1+t2)/N =(2220)/60+2+2/3 =3.78(min)式中:T大巷中相邻两车的间隔时间(min/车) L大巷运输距离(m),实测为130m v人力推车运行速度(m/min),实测为60m/min t1装车调车时间,含中途停车时间(min),取2min t2卸载调车时间(min), 取2min N运煤车的个数(列),3人推车3、+138m大巷运输及井底车场的年通过能力: P=(MG6016350)/(K(1+R)T104) =(10.6466016350)/1.15(1+0.15)3.78104 = 4.315(万t/a)式中:M每列车矿车数(辆/列) G每辆车的净载煤重(吨/辆) K运输不均匀系数,取1.15 R矸石运出量占煤产量的百分率,取0.15 T大巷中相邻两车的间隔时间(min/车) P大巷运输及井底车场的年通过能力(万t/a)矿井井下运输能力核定分析 矿井井下运输大巷采用窄轨运输,轨距为600mm,使用U-0.75m3侧翻式矿车,人力推车,1次只准推1辆矿车。 井底车场长度,巷道断面及高度符合要求。 主要运输轨道的铺设质量基本符合煤矿安全规程第353条规定的要求。 矿井主要运输巷道轨道坡度不大于3。 矿井井下运输能力核定为4.315万t/a。三、矿井排水能力核定矿井+58m水平以上实测正常涌水量为2m3/,最大涌水量为8m3/h。+58m水平和+138水平分别建有容量为140m3的水仓各1个。采用二级排水。+58m水平和+138水平各安装2台D80-302型矿用多级水泵,配套电机功率30kw ,排水扬程150m,额定排量43m3h;每级各安装1趟894.5mm的排水管路;排水高度+58138为80m,+138239.13为101.13m;矿井水排至地面排放。矿井排水能力(按最不利的+138239.13)核定如下:1、正常涌水量时工作水泵必须的排水能力 QB=1.2Qn =1.22=2.4(m3/h)式中:QB正常涌水量时水泵必须的排水能力(m3/h) Qn正常涌水量(m3/h)2、最大涌水量时工作和备用水泵必须的排水能力 Qm=1.2Qm =1.28=9.6m3/h)式中:Qm最大涌水量时水泵必须的排水能力(m3/h) Qm最大涌水量(m3/h)3、水泵必须的扬程 Hg=K(Hp +Hs) =1.26(102+5)=134.82(m)式中:Hg估算的水泵总扬程(m) K管路损失系数。斜井:=28时,取K=1.26 Hp水泵排水扬程(m),Hp=排水高度+出口损失=101+1=102m Hs水泵吸水扬程(m),取5 m根据以上计算,查矿井现安装的水泵性能表得:1)工作水泵排水能力:Qe=39.81(m3/h)QB= 2.4(m3/h)2)工作水泵加备用水泵排水能力Qe=39.81(m3/h) Qm B= 9.6(m3/h)3)水泵排水扬程He=150(m)Hg=134.82(m)4)水泵电机功率校验水泵额定排量、扬程均大于所需值,可保证水泵稳定工作,无须校验配套电机容量。4、水泵台数矿井安装水泵4台,其中工作2台,备用、检修2台。5、排水管趟数矿井铺设1趟排水管路,工作、备用管路共1趟。6、2排水管能力 Bn=900Vpdp =9003.142.20.082=39.81(m3/h)式中:Bn排水管的排水能力(m3/h) Vp排水管经济流速,一般为1.52.2m/s,取2.2m/s dp排水管内径(m)当BnQe时,取Qe值计算排水系统的排水能力。当BnQe时,取Bn值计算排水系统的排水能力。7、水仓有效容积及水仓个数该水平水仓为矿井主要水仓,设水仓1个。 Vc=8Qn =82=16(m3)式中:Vc水仓有效容积(m3) Qn正常涌水量(m3/h)矿井水仓实际容量140 m3Vc,满足要求。8、正常涌水量时,工作水泵每天工作小时 Tn=24Qn/ZnBn =(242)/(139.81) =1.21 (h) 20(h)式中:Tn正常涌水量时,工作水泵每天工作小时(h) Qn正常涌水量(m3/h) Zn矿井正常涌水量时工作水泵的台数 Bn工作泵排水能力(m3/h)9、最大涌水量时,工作泵与备用泵每天工作小时 Tm=24Qm/ZmBm =(248)/(139.81) = 4.82(h)20(h)式中:Tm最大涌水量时,工作泵与备用泵每天工作时间(h) Qm矿井最大涌水量(m3/h) Zm最大涌水量时,工作泵与备用泵的总台数,根据矿井的最大涌水量,只需开一台即可。 Bm工作泵排水能力10、平均日产吨煤所需排正常涌水量 An=24Qn/(Nnbr) =(242)/(20000/350) =0.84(m3/t)式中:An平均日产吨煤所需排正常涌水量(m3/t) Qn矿井正常涌水量(m3/h) Nn矿井年产量(t),按04年实际产量20000t取 br年工作日(天) 12、平均日产吨煤所需排最大涌水量 Am=24Qm/(Nnbr) =(248)/(20000/350) = 3.36(m3/t)式中:Am平均日产吨煤所排最大涌水量(m3/t) Qm最大涌水量(m3/h) Nn矿井年产量(t) br年工作日(天) 13、排正常涌水能力 Pn=(Bn20)/(An104)350 =(39.8120)/(0.84104)350 = 33.17(万t/a)式中:Pn排正常涌水能力(万t/a) Bn工作泵小时总排水能力(m3/h) An平均日产吨煤所需排正常涌水量(m3/t)14、排矿井最大涌水能力 Pm=(Bm20)/(Am104)350 =(39.8120)/(3.36104) 350 =8.29(万t/a)式中:Am日出吨煤所需排出的最大涌水量(m3/t) Bm工作泵加备用泵的总排水能力(m3/h) Pm排矿井最大涌水能力(万t/a)矿井排水能力分析1、矿井采用2级排水,+58m和138m水平设中央泵房。2、矿井共安装4台水泵,其中2台工作,2台备用、检修。3、矿井共安装2趟管路(每个水平1趟),工作、备用共1趟。4、矿井水泵与管路排水能力满足要求。5、矿井+58m和138m水平的水仓容积各为140m3。6、本次矿井排水能力核定,不考虑排水系统设施的新旧程度、管路实际损失、水泵工作点及排水系统技术测定工作。7、矿井核定排水能力为8.29万t/a。四、矿井通风能力核定矿井采用中央并列式通风,通风方法为抽出式。配备2台YBK56-10型轴流式风机(配套电机功率为15kw)作为主要通风机,1台运行,1台备用。风井井口标高+265.2m,井筒位于煤层顶板中,穿过煤层进入5煤层底板岩层中,坡度360,平均断面积2.9m2左右。采掘头安装YBT-5.5型局部通风机送风,主井、风井内设有测风站,矿井总进风量为336.3m3/min,风井总回风量357m3/min。矿井通风能力核定见专题报告。矿井通风能力核定结果为3.2万t/a。五、采场能力核定 1、该矿井采用长壁式工作面开采,工作面一般为45m60m。2、煤层生产能力为工作面开采高度乘以煤层容重。3、矿井回采工作面单产3000吨,工作面平均长度25m,工作面年推进度600m,煤层生产能力1.82t/m3,回采工作面平均个数0.5个,回采产量1.36万t/a。4、矿井上年度生产煤1.8万t,掘进煤量按矿井产量的40%计,掘进煤为0.72万t。5、核定矿井采场生产能力2.08万t/a。六、地面生产系统核定 地面

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