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文档简介
图纸目图1821334851361371389矿井地面总布置图(兼地形地质图 一、总 (一)项目背 (二)项目概 (三)问题与建 二、矿井建设条 (一)概 (二)外部建设条 (三)资源条 (四)建设条件综合评 三、市场预 (一)国内市场供需预 (二)国际市场供需预 (三)国内煤炭价格环境分 (四)国际煤炭价格环境分 (五)产品目标市场分 (六)市场风 四、建设规模与服务年 (一)井田境界与资源/储 (二)矿井设计生产能力与服务年 五、井田开拓与开 (一)井田开 (二)井下开 (三)井下...................................................................................(四)矿井通 六、矿井主要设 (一)提升设 (二)通风设 (三)排水设 (四)压缩空气设 七、地面设 (一)地面生产系 (二)地面...................................................................................(三)工业场地总平面布 (四)矿井供配 (五)通信、与计算机管 (六)给排 (七)采暖、通风与空 (八)地面建 八、节能与节 (一)节 九、环境保护与水土保 (一)环境现 (二)执行标 (三)环境与水土保持影响分 (四)治理措 (五)环境保护与水土保持投 (六)评 十、劳动安全卫生与消 (一)危害因素和危害程 (二)安全卫生措 (三)消防设 十一、组织结构及人力资源配 (一)组织结 (二)人力资源配 十二、项目实施计 (一)建设工 (二)产量递增计 十三、投资估算与筹 (一)范围及划 (二)投资估算编制依 (三)流动估 (四)分年度投资计 (五)资本金筹 (六)项目总投 (七)筹 (八)融资方案分 十四、财务评 (一)基础数据与参数选 (二)成本费用估 (三)销售收入估 (四)财务分 (五)不确定性分 十五、项目主要风险分 (一)市场方面的风险分 (二)技术方面的风险分 (三)资源和瓦斯方面的风险分 (四)融资的风险分 十六、社会评 (一)项目对社会影响的分 (二)项目与所在地互适性分 (三)社会评价结 十七、.....................................................................................(一)招标范 (二)招标组织形 (三)招标方 十八、研究结论与建 (一)推荐方案总体描 (二)主要对比方案描 (三)结论与建 (四)项目主要技术经济指 二、采矿三、煤炭生产六、煤层煤样检验报八、山西省工商行政管理局(晋)名称核企字(2006)第0367号件一、估算一、(一)项目背项目名称、隶属关系及所在位隶属关系:集体企业承办单位概业名称变更核准通知书(晋)名称变核企字(2006)0367文,该矿名称变为“某县安凯煤炭公司。该矿井于1989年建井,1990年投产。设计生产能力150kt/a,实际生能力150kt/a,现开采井田内8号煤层。8煤层为斜井开拓,壁式开采,全部垮落法管理顶板,主低瓦斯矿井。资源整合后,本矿井为单独保留矿井,核定生产能力为150kt/a。该矿各井口特征详见井筒特征表1-1-1。表 井筒特征坐井口标高斜长XY矿可行性编制依设计委托书山西同地源地质矿产技术2006年10月编制的《某县安某县安凯煤炭公司煤矿地形图及采掘现状图某县安凯煤炭公司煤矿第1400000622786号《采矿某县安凯煤炭公司煤矿第X 矿方为本次设计提供的有关资料煤炭工业矿井设计规范煤矿安全规程矿井防灭火规范中民环境保建设项目环境保护管理条例煤炭工业环境设计规范项目理由与过的要求,迫切需要加大矿井开发强度、增加生产规模,矿井现在开采的816890kt(安凯煤矿于2007年3月邀请省内外专家及当地主管部门就安凯煤矿技改的可行性进行了论证,正式决定对安凯煤矿进行采煤机械化改造受矿方的委托我公司编制《某县安凯煤炭公司煤矿机械化采煤升级改造预可行性。(二)项目概井田概县管辖根据山西省资源厅2006年11月为该矿换发的采矿证证号(1400000622786),2005年9月山西省煤炭工业局为该矿换发的生产许可证(证号XY2G1矿区范围由6坐标拐点圈定批准的矿区面积为1.016km2,开采深度由1060m800m高。井田内有811号和13号煤层,批准开采813号煤层,本次产地质报告,共获得813煤层保有资源/储量为16890kt8号煤层为低中灰-中灰、低硫-低中硫、中-高热值之气煤,13号报告编制的指导思建设规模及主要技术本次改造后,矿井设计生产能力为0.60Mt/a安凯煤矿机械化采煤升级改造的主要技术特点如下副井和回风井,一个水平开拓全井田,在13号煤层布置带式输送机大巷、井巷工程基本上全部采用锚喷或锚杆支护方式,实现了支护锚化充分利用现有的地面设施,地面布置紧凑合理、分区明确、线简捷、占地面积小矿井改扩建建设工期短、全员效率高、用人少、投资低项目总投资及效益情项目建设总造价5748.72万元,吨煤投资95.81元项目税后投资回收期3.93a项目偿还期3.98a项目投资利润率9.29%项目投资利税率13.87%主要技术经济指井田面积1.016km2储量:设计可采储量9184kt生产能力:0.60Mt/a,净增生产能力0.45Mt/a服务年限:12a矿井移交生产及达到设计生产能力时,新增井巷工程量2454m,掘进总体积21770m3,万吨掘进率40.9m。工业建构筑物总体积:2411.66m3;行政公共建筑总面积:5961.2m2建井工期:7.6个月矿井全员效率10/d,在籍人数298人(三)问题与建4、建议尽快开采11号煤层的开采权,提高资源回收率二、矿井建设条(一)概地理概交通位井田地理坐标为东经:111°07′44″—北纬:38°51′17″—该矿北距某县城28km,距阴塔煤炭集运站50km,距神朔铁路枣林集运站20km2-11。地形地貌及水南中部高,有两条沟在井田北部交汇、东西方向是“W”字形,最高点位于井田南部山梁,标高为1150.0m,最低点位于井田北部的沟谷内,标高1000.0m,相对高差150m。井田内地形起伏较大,沟谷交错,地形切割严重,植被较差,属中低山区。本井田属流域,井田西部13km处有流过,其支流在井田井气候条本区属典型的大陆性气候,四季分明,气候干燥,昼夜温差大最高气温38℃,最低气温-27℃,年平均气温8.8℃,区域气候十年九旱,年降水量275.1—28.8mm,且多集中在7、8月份,平均年蒸发量为1927.5—2300mm,年蒸发量是降水量的5倍,3—4月多风,风力一般在—4最大风速21m/s。冻结期从11月中旬至翌年3月中旬,最大冻土深度1.44m,无霜期180。峰值加速度q为0.05g,本矿区烈度为7度。矿区总体规划及开发井田开发现,该矿于1989批准开采8、13煤层,于当年建井,1990投产,防爆三轮车并列式通风系统,2005年采改以后,采用悬移支架,井田邻近矿井概办煤矿,详见井田四邻关系图2-1-2。孙家沟村办煤矿,批准开采13号煤层,1985年建井,1986年投产,以上各矿均与安凯煤矿均留设40m(双方各后退20m)的保安煤柱安凯煤矿与相邻各矿间无矿权纠纷,也没有相互间越界开采现象(二)外部建设条交通条该矿北距某县城28km,距阴塔煤炭集运站50km,距神朔铁路枣林集运站20km电源条关110kV变电站10kV母线,分别距本矿距本井田7.5km8km。水源条其它建设条(三)资源条地质构造及地层及地质构井田内大面积新生界黄土覆盖,仅在冲沟内有二叠系下统山西组和下石盒子组地层出露。现据邻近矿区的地层情况和生产矿井的地层情况,将本井田的地层由老到新简述如下:奥陶系中统上马家沟组本组为浅海相碳酸盐岩沉积,由灰色、浅青色、石灰岩、白云质灰岩,中厚层状石灰岩夹薄层泥灰岩组成,井田内未出露,为含煤岩系的沉积基底。石炭系中统本溪组为一套滨海、浅海相含煤沉积岩系。本井田未出露。该组主要岩性为砂岩、泥岩、石灰岩及薄煤层。底部为山西式铁矿和薄层铝土矿,中部为泥岩、砂质泥岩,上部为灰白色薄层细砂岩、泥岩组成。与下伏奥陶系中统上马家沟组呈平行不整合接触。本组厚度16.2026.50m21.02m。石炭系上统太原组为一套海陆交互相含煤沉积,是本区主要含煤地层之一。其岩性主要为细砂岩、砂质泥岩、泥岩、石灰岩、煤层及炭质泥岩,富含植物化石及贝壳类海相动物化石本组厚度71.20-92.49m,平均78.51m,与下伏本溪组呈整合接触。含、、、、 号煤层,其中13号煤层为全区可采煤层,11号煤层达可采厚度。其余为不可采煤层。二叠系下统山西组为一套陆相(河湖、沼泽相)含煤沉积,主要岩性为灰白色中粒长石石英、泥岩及煤层。由于后期被剥蚀,本组仅在井田西部赋存,厚度36.37—54.50m,平均厚度40.28m,与下伏太原组呈整合接触。含8号煤层。二叠系下统下石盒子组岩性由浅灰绿色、灰黄色、灰色、杂色各粒级砂岩、砂质泥岩、泥岩及薄煤线组成,本组区域厚78.80—97.50m,平均86.00m。由于地层剥蚀,井田内最大残留厚度70m。上第三系上新统岩性下部为钙质胶结的砂砾层,上部为棕红色亚粘土夹砾石及钙质结核,地层厚度0—80.00m,平均厚度为35.00m。不整合于覆盖于基岩之上。第四系上更新统不整合下伏地层之上,岩性为土黄色亚砂土、亚粘土组成,质地均一,结构疏松,具垂直节理及大孔隙,下部局部含砾石层,厚度—40.00m,平均为20.00m。主要分布于山坡和梁顶上。井田构大部为黄土覆盖,地层北西,倾向南西,地层倾角2°-5°。地表及综上,本井田构造简单,属一类煤含煤地层及含煤①山西平均为40.28m,含8煤层,井田范围内东部局部可采,西部夹矸增厚,②太原不可采煤层。本组厚度71.20-92.49m,平均78.51m。含煤要含8煤层,平均厚度2.27m,含煤系数5.64%。石炭系上统太原组是本区主要含煤地层之一。含、、、、16.23m,可采含煤系数20.67%。可采煤13煤层(井田内批准开采8、13煤层)分述如下:①8号煤结构复杂。其顶板为黑色泥岩质软,易风化,厚度2.65m,底板为灰白色②11号煤位于太原组中下部,其顶板为泥岩,厚度12.27m。据井田情况,煤层厚度1.65—220m1.9310.30-0.45,结构简单。顶底板为泥岩,全区稳定可采煤层。③13号煤位于太原组中下部,煤层厚度14.20-14.50m,平均14.30m,含2底板为黑色泥岩,厚度2.88m,为井田内稳定可采煤层。各可采煤层特征见表2-3-1表2-3- 可采煤层特征煤层厚度81.90-42.33-9(3-4)1.65-(1)3.11-14.20-0(2)水文地质条水文地质概①松散岩类孔隙含水岩,第四系冲积相砂砾石孔隙含水岩组呈条带状断续分布在及其支流朱家川中。在某郭家滩、张家圪坨一带,砾卵石厚15—20m,单井出水量500—3000t/d水的水质类型为硫酸重碳酸钙镁钠型,水,矿化度为1g/L左右。朱家川河道狭窄,卵砾石层薄或缺失,富水性泉水流量0.02—0.018L/s,水质类型为重碳酸钙镁型。上第三系地层分布广泛,由一套含多层钙质结核的红土和卵石层组成,卵石层厚10—60m,分选性差,粒间充填粘土,胶结疏松,富水性受分布面积大小、地形切割的控制,泉水流量0.01—0.0L/s,水质类型为重碳酸镁钙型,矿化度小于0.5g/L。②碎屑岩类层间裂隙含水岩为6—17.8mg/L。③煤系地层碎屑岩类裂隙和层间碳酸岩类岩溶水含水岩某城关ZK41—7水头高出地表数米自流量0.38—1L/s根据生产矿井资料,矿坑排水量正常20m3/d,水化学类型为重碳酸钠钙型,矿化度物钠型水,矿化度大于1g/L,硬度30—117mg/L,PH低2—4,为酸性④碳酸盐岩类溶水含水岩在某、河曲一带,寒武奥陶系碳酸盐岩的厚度为770—815m,广泛出形成泉水,即为天桥泉。天桥群泉出露标高816—830m,天桥泉的泉域面积为9030km2,岩溶水的天然资源量为12.43m3/s,可利用资源9.82m3/s,水化学类型为重碳酸钙镁型,矿化度0.3—0.5g/L,总硬度12—15mg/L,水位埋深数米至数百米,标高935—1200m,单井出水量500—1000t/d。十米至200m右,标高841—846m,单井出水量1000—3000t/d,排泄区西倾斜着的水面,水力坡度为0.18—1.2‰,岩溶水由北东、东和南井田内主要含水①奥陶系碳酸盐岩岩溶水含水该井田位于天桥泉域的东南48km处,该含水层含水丰富,据东关、芦子沟勘探区资料,奥灰水水位标高836.94m,埋深160—180m,单井出总硬度12—15mg/L。20039由某县钻井队在井田南5km扒楼沟村西施工一水井,孔深280m,水位标高820.0m。根据天桥泉域出露水位标高816.0-830.0m,水力坡度1.00‰计算,本井田奥灰水位在835.50m右②石炭系太原组裂隙水含水据邻近桥头煤矿详查勘探时进行的混合抽水试验,其单位涌水0.009L/s.m,渗透系数为0.0264m/d,说明太原组含水层的富水性较弱,水质类型为重碳酸钙钠型水,碱度为7.3509mg/L,硬度为22.6849mg/L,PH为7.31。③二叠系山西组砂岩裂隙水含水煤矿开采8煤层,矿井排水量约30m3/d。④新生界松散岩类孔隙水含水影响,局部富水性好,泉水流量可达1L/s,矿化度0.268g/L。矿井充水因素分矿坑充水的主要因素为水和地表水(1)地表(2)煤层上覆各含水层是矿井的主要充水水源山西组和太原组碎屑岩雨季时涌水量又会有所增大。井田内奥灰岩溶水含水层其水位标高830-840m,水量极为丰富,井田13号煤层最低底板标高在860m以上,故(3)老窑水及采空区积井田水文地质类矿井目前开采山西组8煤层和太原组13煤层,其矿井主要充水不影响矿井生产其奥灰岩溶水对13号煤层开采无影响总之井田8、13煤层水文地质条件属于简单。矿井涌水该矿现开采8、13号煤层,目前矿井设计生产能力为150kt/a,现实际生产能力为150kt/a,矿井涌水量156-230m3/d,井田内水文地质条件变化较小现利用富水系数比拟法预算矿井设计生产能力达到600kt/a矿井公式为式中:Q-预计未来矿坑涌水量(m3/dQ0-现在矿坑涌水量(m3/d(kt/aP0-实际生产能力(kt/a(m3/t最大涌水量为40m3/h。其它开采技术条主要煤层顶底板岩性组合及分布规根据开采情况,8煤层顶板为泥岩,平均厚度2.65m,老顶为中砂岩,平均厚度14.80m,底板为细砂岩、泥岩,平均厚度2.30m。顶板为泥13号煤层顶板为泥岩,厚度3.11—529m,平均4.01,质软易碎,局部相变为细砂岩为其直接顶,直接底板为黑色泥岩,平均厚度2.88m,老底为石灰岩,顶板不易管理,底板为泥岩时易出现底鼓现象。土门村煤矿对8号煤层作顶底板力学性质试验其顶板泥岩的抗压强度为24.0Mpa0.73Mpa16.0Mpa0.76Mpa。孙家沟煤矿所邻近煤矿资料:对13煤层作了顶、底板力学性质试验,其13号煤层顶板泥岩抗压强度37.3-42.3Mpa,抗拉强度1.3Mpa;底板泥岩抗压强度13.5-65.6Mpa,抗拉强度0.3-0.5Mpa(试验单位:山西2005.11瓦根据2005年度矿井瓦斯检测报告,瓦斯相对涌出量为3.02m3/t,绝对涌出量为0.21m3/min,属低瓦斯矿井。煤根据20061018日由山西省煤炭工业局综合测试中心对该矿号煤层样品的,火焰长度为350mm,加岩粉量70%,煤尘具有性;13号煤层样品的,火焰长度为>400mm,加岩粉量煤的自该矿2006年采取8号和13号煤层煤样委托山西省煤炭工业局综测试中心于20061018日和126日进行13号煤的自燃倾向性鉴定,80.7767cm3/g,13号煤0.9574cm3/g,都属于容易自燃煤层,发火期为5月。地煤物理性质和煤岩特(1)8号煤(2)11、13号煤黑色,半亮型,由亮煤及暗煤组成,偶见镜煤条带,玻璃光泽,均煤质特根据本区及邻区安凯煤矿地质资料8、13号可采煤层煤质如下(1)化学性质和工艺性(Mad:(Ad:平均8.04%;挥发分(Vdaf:原煤37.03-40.57%,平均38.89%;浮煤(CRC4(Fc.d(St.d:平均0.63%;原煤干基发热量(Qgr.d)为21.79-27.99MJ/kg,平均24.89MJ/kg;浮煤30.75-31.64MJ/kg,平均31.20MJ/kg根据20061018和1024该矿采取13煤层煤样由山西(Mad:(Ad:(Vdaf(CRC:5-(Fc.d:(St.d:煤0.73%;浮煤0.90%;原煤干基发热量(Qgr.d)为29.66MJ/kg,浮煤32.09MJ/kg粘结指数(GR.I)为83胶质层指数X(mm)11.5mm,Y(mm)53.0mm,曲线型为波型,完全合根据搜集邻近的《桥头煤矿勘探区详查地质报告》资料,现将各主可采煤层的化学性质和工艺性能分述如下A、8号煤 原煤2.15%—3.78%,平均2.56%;浮煤1.06%—2.84%,平均2.21%。 浮煤6.0%—11.12%,平均8.45%。(Vdaf:浮煤37.03%—39.19%,平均38.36%。 原煤0.76%—1.10%,平均0.88%;浮煤0.56%—0.93%,平均0.72%。发热量(Qb.daf)原煤20.79—27.08MJ/kg,平均24.8MJ/kg。 大于1500℃。粘结指数(GR.I)40—45,平均48.5(mm44—57mm(mm8—12mm为低中灰-中灰、低硫-低中硫、中-高热值之气煤。B、11号煤 浮煤0.98%—1.82%,平均1.43%。 浮煤6.82%—10.15%,平均8.79%。 浮煤30.13%—39.52%,平均35.49%。全硫 原煤0.86%—1.98%,平均浮煤0.68%—1.16%,平均1.10发热量(Qb.daf)原煤30.79—34.08MJ/kg,平均33.84MJ/kg。 大于1500℃。粘结指数(GR•I)46—49,平均48(mm44—57mm(mm8—12mm为低中灰-中灰、低硫-中硫、特高热值之气煤。C、13号煤 浮煤0.96%—2.54%,平均2.22%。 浮煤4.22%—9.71%,平均6.27%。 浮煤31.94%—39.21%,平均35.31%。 浮煤0.51%—1.17%,平均0.88%。发热量(Qb.daf)原煤25.49—28.98MJ/kg,平均26.26MJ/kg。粘结指数(GR.I)为42—48,平均45。平均52mm,曲线型为之字型。煤依据《中国煤炭分类(GB5751—86)以浮煤挥发分为主13煤层为气煤。煤的风化与氧井田内8号煤层埋藏较浅,未出露,未见风氧化现象煤的可选8号煤层采用+1.4液浮煤回收率32.66%,分选性级别为差8煤层为低中灰-中灰、硫-低中硫、中-高热值、难熔灰分之储量计算及井田勘探储量计井田内批采煤层为8、13号煤层,未批采煤层为11现开采8、13号煤层,本次工作对井田内8、13号煤层资源/储量进行估算;并对11号热量(Qnet,d)为17.0MJ/kg。点工程连线,以1000m×1000m的工程网内以及其基本线距的1/4的距离本井田为一轴向近南北向的向斜构造,两翼产状较平缓,地层式中:Q——资源/储量(万t(km2(t/m3估算参数的确块段平均厚度(M)在估算面积范围内及块段邻近工程点煤层厚度的算术平均值;各见煤点煤层厚度剔除0.05m煤层视密度采用夏店详查勘探资料8煤层视密度为1.49t/m3,13煤层视密度为1.48t/m3。通过本次资源/储量估算,井田内8、13号煤层累计查明资源储量为17010kt,保有的资源/储量(111b+333)为16890kt。其中探明的(可研的经济基础储量(111b)为9760kt57.8(333)为7130kt其中,8号煤层资源量(111b+333)为490kt,其中探明的(可研的)济储量(111b)为420kt,推断的内蕴经济资源量(333)70kt;13煤层(111b+3331640kt为9340kt,推断的内蕴经济资源量(333)为7060kt。另未批采的11煤层推断的资源量(333)为2330kt。对矿井地质勘探资料的评造,地层倾角2°—5°,未发现断层,陷落柱不发育,无岩浆岩侵入。井查明了井田8、13号的赋存条件和稳定程度;其代号为基本查明了8、13煤层的煤质特征及变化情况,确定了煤种矿井充水的影响,并预算了13煤层的矿井涌水量;经估算井田内8、13号煤层保有资源/储量(111b+333)为16890kt(111b9760kt7130kt,另未批采的11煤层资源量(333)为2330kt。存在问题及对补充勘探的要(四)建设条件综合评资源条件评井田位于河东煤田的北部,煤层产状平缓,地质构造简单,水文地开采技术条件评外部协作配套条件评1)条该矿北距某县城28km,距阴塔煤炭集运站50km,距神朔铁路枣林电源条关110kV电站10kV线,分别距本矿距本井田7.5km8km。水源条综上所述,该矿井的自身条件和建设外部条件均较好三、市场预(一)国内市场供需预为保持煤炭供应基本平衡,今后十年需要增加200Mt左右的供应能中国煤炭工业发展研究咨询中心2004年完成的“社会煤炭需求预测”报告显示,2002年我国电力、建材、冶金和化工四个行业共消费煤炭1149Mt,占煤炭总消费量的80%,特别是电力行业用煤增幅最大,年均增长8.7%,国内煤炭消费上升到53.5%。居民生活用煤量呈根据预测,本世纪前30年内,煤炭在我国一次能源构成中仍将占导地位到2010年煤炭在能源生产和消费中占60%左右到年,煤炭所占比例在50%左右则不同。其中电力行业煤炭需求量,2005年预测需求1010Mt,比1999年的536Mt474Mt,平均每年需求量增加79Mt,预测2010年、2015年和2020年煤炭需求量分别为1200Mt、1380Mt1550Mt。对冶金行业吹煤)从2005年到2015年基本稳定在230Mt,到2020年为220Mt。对建材行业预测200520102015年和2020年分别为200Mt200Mt、190Mt180Mt。化工行业煤炭需求量增幅不大,预测2005年、2010年2015年和2020年分别为85Mt、90Mt、95Mt和100Mt。民用及其他行业煤炭需求量呈下降趋势,预测2005年、2010年、2015年和2020年分别为305Mt、270Mt、235Mt170Mt。主要耗煤行业煤炭需求预测见表3-2-1(二)国际市场供需预2020年,世界石油、天然气和煤炭的消费量年均增长分别为1.9%、2.6%2.2%。在世界煤炭需求增长中,亚洲呈较强增长势头,大部分国家和地区年均增长3.8%左右,年均增长2.1%。世界煤炭需求增长带动贸易量增加,未来5年,世界煤炭贸易量将以年均表表3-2- 主要耗煤行煤炭需求预测 2005年预测2010年预测2015年预测2020测一.2.3.4.5.二.其中:1.2.韩国的煤炭进口量排在世界前三位仅一国的煤炭进口量即占全球煤炭贸易量的30%。我国煤炭对亚洲的出口具有地理和运营成目前,煤炭消费占世界一次能源消耗的27%,煤炭发电占世界发电量的45%。随着其它能源的枯竭,煤炭在能源结构中的将进一步提高。预测2010年煤炭在世界能源消费量的将超过三分之一,消费量将由2000年的4300Mt增长到2020年的5800Mt。(三)国内煤炭价格环境分引起煤价下跌的因业过多,煤炭生产及经营无序竞争。1996~1999年,在亚洲金融与石国内市场供大于求,市场过渡竞争和无序竞争成本低、价格低的乡镇煤矿参与竞争对煤价产生了巨大影响石油价格在2000年以前一路下跌,对煤价产生影响,也改变着引起价格上升的因国家的煤炭宏观调控起了一定的作用,煤炭年产量有所下降亚洲金融得到缓解,煤炭出口量增长国内工业发展快速增长,煤炭需求大幅增加,使煤炭缺口不断大煤炭价格预根据前面影响价格变动的因素分析,今后煤炭价格将在运行,小幅增长,但升幅不会很大,其根本原因在于市场供求关系短期内不会发生根本性转变科技进步将进一步降低单位产值能耗,我国节能降耗有一定潜力工业生产快速增长,煤炭需求不断扩大能源结构调整,煤炭下降世界经济增长需求扩大,、2000年初以来煤炭市场价格快速回升并大幅上涨煤炭供不应,、在山西随着在建电厂陆续投入发电省内用煤量年增长率达到8~降。据目前勘探证实,精查储量仅占30%。可供开采的精煤约370t,产品国内市根据,目前本区坑口煤炭(原煤)销售平均价格140元/t(四)国际煤炭价格环境分影响国际煤炭价格的主要因国际煤炭价格在今后几年主要受下列因素的影响1)欧佩克组织仍将发挥市场作用,采取措施稳定国际市场石油价格。国煤炭企业的市场潜力与能源的调整同时影响其他国家的。3)澳大利亚煤炭出口量保持相对稳定,没有明显增长的迹象5)我国的煤炭出口政策的变化国际煤炭价格趋煤炭总需求不断增加,但总供应能力有限能源结构调整有利于煤炭价格提高(五)产品目标市场分来,我国电力行业用煤增幅最大,年均增长8.7%,国内煤炭消费上升到53.5%(六)市场风四、建设规模与服务年(一)井田境界与资源/储井田境2006年11月20日由山西省资源厅换发的采矿证,证1400000622786;2005年9月5日由山西煤炭工业局换发的煤炭生产证XY2G1。资源整合后为单独保留矿井。该井田范围由下列6个拐点坐标(6度带)依次边线圈定,井田南北长0.94km,东西最宽达1.615km,面积1.016km2,批准开采8、13煤层。井田境界示意图4-1-1表4-1- 井田境界拐点坐标XY123456矿井储量计资源/储量估算范井田内批采煤层为8、13号煤层,未批采煤层为11现开采8、13号煤层,本次工作对井田内8、13号煤层资源/储量进行估算;并对11号工业指泥炭地质勘查规范》DZ/T0125-2002录E(E2)之规定,确定本区估煤层最低可采厚度原煤最高灰分原煤最高硫分(St.d)3%最低发热量(Qnet,d)为17.0MJ/kg储矿井工业储量计通过本次资源/储量估算,井田内保8、13煤层资源/储量为16890kt,详见表4-1-2表 安凯煤矿煤炭资源储量总汇资源/储量87工业资源/储量计算时将推断的内蕴经济资源量(333)乘以可信度系数(0.7—0.9,由于本井田煤层稳定性较好,可信度系数取0.9。经计算矿井工业资源16170kt。矿井设计储量计矿井设计储量=矿井工业储量-永久煤柱损井田边界留设煤柱20m。矿井设计资源储量14167kt矿井设计可采储矿井设计可采储量按下式计算ZK=(ZS-式中:ZK——矿井设计可采储量矿井设计可采储量为9184kt。详见表4-1-3表4-1- 矿井设计可采储量计算 单位率离88号5合计(二)矿井设计生产能力与服务年矿井设计生产能矿井工作制三班作业(其中二班生产,一班准备),每天净提升时间为16h。矿井设计生产能力的确定与论煤矿改扩建后矿井设计生产能力0.60Mt/a可行性和合理性进行了论证,主要有以下几个方面③主采的13煤层煤类为该层煤为低灰—中灰、特低硫—低硫、中④井田内质构造复杂程度为简单类型,矿床水文地质条件属简单类⑤井田内共保有资源储量16890kt,工业资源/储量16170kt,设计可采储量为9184kt,还有待批准开采11号煤层和井田北部和井田西部的空白资源的储量,具有建设0.60Mt/a井的资源条件。⑥该矿北距某县城28k,距阴塔煤炭集运站50k,距神朔铁路枣林集运站20km为此,确定矿井设计生产能力为0.6Mt/a矿井设计服务年矿井及水平服务年限均按下式计算T=Z/(A·K)=式中T——服务年限,a;Z——设计可采储量,kt;K——储量备用系数,取1.3全矿井服务年限为12a五、井田开拓与开(一)井田开1.井田开拓方式及井口影响矿井开拓部署的因矿井改造应充分利用已有工程,以减少投资、缩短工期井口及工业场地位置和开拓方案比开拓方矿井8号煤层基本采完,各井筒已经全部延深到13号煤层中,此次方案一:主斜井见13煤层后向北布置带式输送机大巷至井田南部5-1-1图5-1-2。方案二:主斜井见13煤层后南北方向布置回风大巷、带式输送机大巷和辅运大巷分别至井田南部边界和北部边界,垂直于大巷布面。详见井田开拓图5-1-3①开拓总工程量较少,总费用较少①总开拓工程量大,费用高②工作面顺槽推进距离短,工作面搬家次数频繁方案经济比较经济比较见表5-1-1表 方案经济比较1大巷2掘进费用(万元3方案一比方案二多一部带式量少444m,掘进费用少79.9元,而且方案一最大的优点是工作面推全井田划分为一个水平进行开采,一水平设在13号煤层中,水平标高为920m。开拓巷道布风大巷沿煤层顶板布置,带式输送机大巷和辅运大巷沿煤层底板布置,大巷与大巷之间留设25m煤柱,大巷与采区之间留设煤柱30m。带式输送机开拓巷道断面的确定井1)主斜主斜井井口位于工业场地内,其标高1024.247m,井筒倾角18°,方位角106°,斜长441m,净宽3500mm,净断面9.71m2,采用锚喷支护,喷度主斜井断面见图5-1-4,5-1-5。副斜井井口位于副井工业场地内,其标高1003.544m,井筒倾角7°,方位角253°,斜长527m;井筒净径3000mm,净断面8.43m2,支护形式锚喷支护,喷度100mm副井主要承担辅助提升任务,同时兼作进风和安全出口副井断面见图5-1-6,5-1-7。风井井口位于风井工业场地内,标高1079.6m,倾角37°,斜长272m;井筒净径3000mm,净断面7.73m2,支护形式为锚喷支护,厚度100mm,主回风斜井断面见图5-1-8,5-1-9。各井筒主要技术特征见表5-1-2表5-1- 井筒特征序号1经距.纬距2提升方位角3井筒倾角4井口标高567井筒直径或宽净8井筒断面净9厚度厚度4)井筒施工方本次机械化升级改造全部利用原有的井筒井底车场及由于矿井煤炭提升及均采用胶带而辅助采用防爆无主、副水仓设一个,平行布置,设计有效容量400m3,大于矿井8h的正常涌水量。同时在副斜井井底设有等候硐室、急救室、调度室。初期不设材料硐室材料由地面材料库采用防爆无轨胶。采区划分及开采顺矿井一水平共划分一个采区,推进方向先近后远,逐步向井田边界进“三下”采采煤对地表的影响主要有垂直方向的移动和变形(下沉、倾斜曲率)与水平方向的移动变形(水平移动、拉伸和压缩)等地表下沉影地表倾斜的影结构内部将产生附加应力,基础的承压也会发生变化,特别是基础底面较小而高度大的建筑物地表曲率的影地表水平变形的影(二)井下开采区和采煤工作面应合理集中:当矿井达到600kt/a时,矿井生产的采区个数为1采区内同时生产的采煤工作面为一个综采放顶煤通风、系统简单、安全、可靠工期,尽快回收,设计将首采区布置在13号煤层一采区内。采区巷道布送机大巷、辅运大巷和回风大巷,在大巷一侧布置工作面。大巷之间留煤柱25m,大巷两侧留设煤柱30m带式输送机大巷与采区顺槽直接相回采巷道采用矩形断面,锚杆支护采煤方法与采煤工采煤方法选8号煤层:位于山西组中部,煤层厚度1.90-2.50m,平均2.27m,3-4夹矸,结构复杂。其顶板为黑色泥岩质软,易风化,厚度2.65m,13号煤层:煤层厚度14.20-14.50m,平均14.30m,含2层夹矸,夹矸厚度0.15-0.30m,顶板为泥岩,平均厚度4.01m,底板为黑色泥岩,厚度2.88m,为井田内稳定可采煤层。分析,较适宜采用机械化开采,8号煤层已基本采完,不予考虑,主要考虑13号煤层本次设计推荐适合本矿井13号煤层开采的采煤方法有以下A、分层综采一次采全高的一种采煤方法,适用于煤层顶板中等冒落,直接顶具有一定厚度的缓斜及倾斜厚煤层。本井田13号煤层厚度一般为14.20-14.50m,平均14.30m,设计考虑分5层开采,分层厚度2~3m左右,分层间铺设金属网济效益和安全角度出发,设计认为本井田13号煤层不宜采用人工假顶分B、分层综采放顶煤采煤滚筒式采煤机支架刮板输送机及其他附属设备进行配套联合生产,一般来讲,与分层综采相比综采放顶煤有如下优越性①高产高效:比分层普采的产量可提高50%~100%,工作面工效高②掘进率低:最低可减少50%~60%,巷道费用相应减少③材料消耗量少:放顶煤工作面对于金属网、坑木、油脂、巷道支材料等的消耗比分层开采要少的多④工作面搬家次数少,既节约,又能持续高产⑤安全:自燃发火几率减少①与分层综采相比煤炭回收率低,丢煤易引起煤炭自燃②易混入矸石,原煤灰分高,粉尘大,工作面作业条件差③工作面设备多,管理复杂,投资大件等。下面对13号煤层的冒放性进行分析。A、开采深生产实践和理论计算都表明顶煤冒放性随着开采深度的增大而加强。开采深度与顶煤冒放性的关系可通过有限元计算的顶煤破坏参数找其规100m400m时,13号煤层埋深150mB、煤层强煤冒放性的关键因素。一般煤层硬度f系数小于3、强度小于20MPa时,顶煤冒放性较好。根据地质报告,本区13号煤硬度系数在2左右,其自然状态下抗压强度在地质报告中没有述及,但据本矿区其它矿井资料表明,13号煤抗压强度应小于20a,按此推论13号煤的冒放性较好。C、煤层厚根据国内外放顶煤的实践经验,一般认为一次采出的煤层厚度以5~12m为宜顶煤厚度太小易发生超前冒顶含矸率增大顶煤厚度过大,减弱,理论研究表明放顶煤开采的最大临界厚度为12.2~13.0m,最小临界厚度为4.5~5.0m,采放比以1:1~2.4为宜,本区13号煤层开采区域厚度为14.20-14.50m,平均14.30m,本次分层分为两层,煤层厚度为7.1-7.25m,平均7.15m,机采2.2m,顶煤厚度4.9~5.05m左右,采放比为1:2.22~2.3,单从煤层厚度来看,13号煤较适合放顶煤开采。D、煤层结顶煤中形成“骨架”,使顶煤难以冒落;另一方面,即使顶煤垮,夹是一种不利因素。本井田13号煤层含夹矸2层,岩性为灰色泥岩,本次E、顶煤节理裂F、顶板条达到充满采出煤后的空间本矿13号煤层顶板为泥岩厚度3.11—5.29m,平均4.01m,质软易碎,局部相变为细砂岩为其直接顶,岩石质量等级为压强度为20~40MPa,属于软弱~半坚硬岩类。因此13号煤层顶板对顶通过上述比较,本设计13号煤选用分层综采放顶煤采煤方法,布置采煤工艺与机械配主要机械设备选首采工作面布置在13号煤层,13号煤层平均厚度为14.3m,采用分层放顶煤开采,分层厚度为7m左右,机采高度为2.2m左右,采煤工作面机、液泵站、喷雾泵站、顺槽胶带机等组成,详见表5-2-1表5-2- 采煤工作面主要机械设序号1架42架443组114台225台1126机台117台118台119台11A、采煤13号煤层以一个长壁综采工作面两个掘工作面保证年产0.60Mt/a日产1818t上选择设备据资料统计国外高产高效开机率一般在70%以上,最高达95%;国内工作面的开机率平均先进水平在45%-55%以根据目前国况,确定综采工作面选用MGY150/375-W型采煤机,普采设备选型配套图集”中的运煤系统的能力要大于采面20%为宜的原表 采煤机技术特征采高重量1400-B、工作面可弯曲刮板输送工作面刮板输送机选型要满足三个方面要求一是能力与采煤机生产能力相适应,采煤机生产能力为式中Q—采煤机小时割煤量M――割煤厚度,取2.2mB――截深,取0.6mη――有效截割系数,取5-2-3。表 刮板输送机技术特征刮板链SGZ-1C、顺槽输送机和顺槽可伸带式输送机相匹配为此选用SZZ-764/110型机,其主5-2-4。表 机机技术特征SZZ-机相匹配,为此选用LPS5005-2-5。表 破碎机技术特征破碎能力最大给料尺寸最大排料尺寸D、顺槽可伸缩带式输送产能力相匹配。工作面生产能力为Q=308h/t,取输送机带速为2m/s,式中B――胶带宽度R――货载散集容重,取1.0t/m3;C――输送机倾角系数,α=0-10°时根据计算选用可伸缩带式输送机主要技术参数见表5-2-6表 带式输送机技术特征输送能力输送长度 带宽F、支根据地质报告,13号煤层顶板为泥岩,底板为黑色泥岩,设计选ZF2800-16/24B轻型放顶煤支架①工作面顶板压力估算P=6倍采高×岩石容重+顶煤厚度×顶煤容2.2m2.61t/m3②每架支架所需工作阻 式中P—工作面顶板压力,t/m2S—每架支架支护面积③ZF2800/16/24B型支架每架工作阻力2800kN,支护强度0.47-0.57Mpa,大于6倍采高时顶板压力,故能够满足支护要求,支架选型合理。支架主要参数见表5-2-7。表5-2-7支架技术特征工作阻支护高度支架中 重量0.47-采区煤流、辅助系统、通风及排水系①煤流系掘进煤全部在采区处理,直接与主煤流系统混合外运②辅助系地面无轨胶轮车→副斜井→辅运大巷→回风顺槽→回采工作面③通风系④排水系回采工作面布工作面参数确综合考虑,设计确定回采工作面长度为110m,采高为2.2m,放煤高比为1:2.18。工作面巷道布置回采工作面巷道采用单巷布置,即一条进风顺槽和一条回风顺槽采区回采根据一采区巷道布置方式,经计算,13号煤采区回采率为78%生产能力计a、回采工作面生产能力计算Q采=Q放=330·N·L放=L放--工作面放顶煤长度r--煤的容重m--工作面资源可利用高度,m采=2.2m,煤层放高为m放掘进出煤量按回采出煤量5%计算,掘进年产量Q掘=Q采c、矿井年产量则矿井年产量为613.53kt/a,可满足矿井设计要求。1)巷道断面和支护方主要大巷采用矩形断面,锚喷支护,采区巷道采用矩形断面,锚杆护矿井布置一个综掘掘进头和一个普掘掘进头。负责大巷及顺槽矿井移交生产及达产时:开拓巷道工程量1134m/10131.8m3(煤巷采区巷道工程量1320m/11638.2m3(煤巷)井巷工程量详见表5-2-9。表5-2- 掘进工作面主要设备配备功率机1表5-2- 井巷工程量汇总长度体积12(三)井1.井下煤带式输送机大巷的主要任务是煤炭。设备采用带式输送机1台330d经计算:选带速V=2m/s;带强:PVC/PVG680S
阻燃TM668-1997电动机:YB315M 器DCY315i31.5制动器:YWZ531580逆止器NYD220型;
目前国内外辅助提升及方式主要有无轨和有轨两种方式无轨系统一般采用无轨胶轮车其优点是不需要铺设轨道机动7°。缺点是要求断面较大,大巷需要铺混凝土底。合于水平巷道的长距离。单轨吊系统虽具有一定的爬坡能力,但要求本矿井采用斜井开拓,设计生产能力0.60Mt/a,中等井型,副斜井倾角7°,井下各辅运大巷均沿煤层布置,倾角1—2°,倾角平缓,比较适表5-3- 主要配置和参 额定载重5最大载重7发动机牵引力爬坡能力最大速度离间间隙转弯半径参考外形尺寸(长×宽×高机车自重(四)矿井通1.矿井瓦斯涌根据矿方提供的2005年度瓦斯鉴定结果,矿井瓦斯检测相对涌出矿井采用抽出式通风方式,并列式通风系统3.风量、风压及等积1)矿井风量计全规程》第103条规定,矿井需要的风量应按下列要求分别计算,并选取矿井总进风量按井下同时工作的最多人数计算Q矿=4·N·K矿式中N:井下同时工作的最多人数,70+70人(交时K矿通:矿井通风系数,取1.15矿则Q矿Q矿进=(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其他)K矿式中∑Q采—采煤工作面需风量总和∑Q掘—掘进工作面需风量总和∑Q硐—独立通风硐室需风量总和K矿通—矿井通风系数,取采煤工作面实际需要风量计按CH4的相对涌出量计算Q采=100×q绝式中:q绝——采煤工作面CH4绝对涌出量,取4.43m3/min;KC——采煤工作面瓦斯涌出不均匀的风量备用系数,取1.4;q回=(回采工作面日产量×相对瓦斯涌出量)/(60×24)式中q回——工作面绝对瓦斯涌出量,m3/min;则q采瓦=1818×3.02/(60×16)=5.72m3/min;则Q采按工作面适宜温度计Q采式中Q采按工作面人数实际需风Q采式中Q采=4×(16+16)=128m3/min=2.1m3/s按风速验按最低风Q采按最高风Q采经验算:Q采=10.3m3/s,满足风速要求根据上述计算得知,按按工作面瓦斯涌出量计算的风量最大,故该矿井采煤工作面需要风量取13.4m3/s。则∑Q采掘进工作面配风量计按CH4涌出量计Q掘=100×q掘式中:q掘──掘进工作面CH4绝对涌出量,m3/min;Q掘—掘进工作面实际风量,m3/minq掘=300×3.02÷(60×24)=0.63m3/s;则Q掘=100×0.63×1.80=1.89(m3/s)按人数计Q掘式中N—掘进工作面内同时工作的最多人数,为20人(交)Q掘=4×20=80m3/min=1.33m3/s按局部通风机吸风量计Q掘式中Qf:局部通风机额定风量掘进工作面选用FBDN06/2×11局部通风机额定风量取I:掘进面同时运转的局部通风机台数,1s:掘井巷道的断面 Q大巷经风速验算,掘进工作面风速满足要求。矿井设计达产时配2个掘进工作面,因此,其掘进工作面总风量为∑Q掘∑Q硐无轨胶轮车所需风量计按同时运行的无轨胶轮车所需风量计算,每台5.4m3/min.kW,取3台,所选无轨胶轮车功率为65kW,第一台取所需风量的100%,第二、三台为75%,则:Q胶轮车Q其它=(10.3+12.76+2+14.6)×5%=2m3/s考虑到备用工作面的风量,所以其它风量取5m3/s。Q矿=(13.4+12.76+2+5+14.6)×1.25=59.7m3/s,取回采工作面配风15m3/s×1负h摩 式中h摩—摩擦阻力α—摩擦阻力系数R—井巷摩擦风阻经计算期进风量为60m3/s,负压为1857.53Pa。矿井通风时期负压计算见表5-4-2式中A—等积孔容易时期:A小时期:A大矿井前后期通风难易程度均属中等六、矿井主要设(一)提升设1.主井提主井提升方改造后设计生产能力为0.6Mt/a,矿井采用斜井开拓方式双箕斗提煤,同时井筒内铺设43kg/m钢轨、混凝土道床、井底配套装载方案三:采用带式输送机提升方式需选用B=800mm的带式输送机。从国内外来看带式输送机包强度带式输送机是发展方向合科技时代的要求。针对本矿具体情况采用普通输送带完全可以满足要求。这就明显的看出带式输送机具有提升机无法比拟的优点:具有普通带式输送机的全部优点井筒断面小,井巷工程量小能实现物料连续,且输送量大减少占地面积安装工期短设备结构简单、能耗低、工艺环节少,操作简单方便检修方便,工程量小,事故少,使用长增产潜力大,容易管理回收快综合上述,选择带式输送机提升煤炭提升设依①主井倾角:17°,斜长生产量909t/班。③工作制度:年工作日330d三八”作业,两班生产,一班准备④矿井瓦斯等级为低瓦斯矿井设备配工作制度及矿井建设规模确定输送量150t/h,矿方现有设备为DTL100,为此取输送量Q200th,带速V=2.0m/s2、副井提升方式及提升副井采用无轨胶轮车运送设备、材料、矸石和人员(二)通风设1.设计依本矿井为低瓦斯矿井,采用并列抽出式通风,矿井所需风量及负压下矿井前,后期进风量均为60m3/s通风容易时期负压:Hmin=1762.07Pa通风时期负压:Hmax=1857.53Pa可供选用的风机有2K60系列轴流风机和FBCDZ系列轴流风机方案一:2K60轴流风机需设S弯道,主轴长,重量大,为早期产品效率低,设计不予采用矿方现有FBCDZ-6-№17轴流风机两台,经验算不能够满足要求,3、通风设备的计算选主通风机选最小负压 最大负压Hmax=150根据应具备的风量和风压,选用两台矿用防爆轴流FBCDZ54-6-NO18,n=980r/min,电机功率Nf=2×132kW,其中一台风机工况点的确(1)矿井通风网络阻力系 R=H/Q2=1912.07/632=0.482R=H 则矿井在时期和容易时期通风网络特性曲线方程分别为 H=RQ2=0.482Q2H=R 绘出与容易时期的网络特性曲线,即得工况点A、B两点,见图7-2-1M1HJM2:HJ(2)FBCDZ54-6—№18型风机电机功前期后期按后期配置YBFe250M-6型防爆电动机,其技术参数为380V,980r/min前期年电耗(4)吨煤电耗WdkV变电所0.4kV不同母线段,一回电源停止供电时,另一回路能够通风机房全部负荷的运行。风机房380V线采用单母线分段形式,两台通风机接在380V线不同段上。5、反风措本设计利用FBCDZ-6-NO18轴流式通风机,利用电机反转反风,其反风量可达正风量的40%以上,符合《煤矿安全规程》的要求。(三)排水设 矿方在主斜井井底附近,设有主排水泵房,安装有三台4D-8×9多级离心泵,该泵额定流量为54m3/h,扬144m,配套电机45kW,660V,选型参数计水泵选型计算所需参数为式中:K扬程损失系数。Hx、Hk、HD相应为水泵的吸高、排水垂高、地面预留高度50m。排水管和吸水根据计算,选型如下 吸水 无缝两趟排水管路经管子道沿主斜井井筒敷设至地面井下水处理站调池水泵运行工况J管路阻力系数R=(HJ式中1性能曲线H=H+1.7RQ2=35.125+0.00704Q21在MD46-50×4型多级离心泵的单级性能曲线图中作图,交点M即流量Q=46m3/h,水泵单级扬程H=50m,效率η=63%,轴功率N=配套电动机参数为:45kW,660V,2950r/min排水时间的校正常涌水一台泵运行排水时间:t1=24Q正/Qn=13.6h<20h。最大涌水两台泵运行排水时间:t2=24Q最/2Qn=10.4h<20h。年电年电耗计算:按正常涌水300d,最大涌水65d计W=(P/ηL)×(d1t1+d2t2)=21.2×104kW·h吨煤排水电耗Wd(四)压缩空气设一、设计依1、大巷掘进工作面用风设备的风量和风压如下混凝土喷射 1 7—8 0.2—锚杆打眼安装机1台 3.1m3/min 锚杆打眼安装机1 3.1 0.4—二、供风方案选1、方案选设计考虑“地面集中供风”及“井下就地供风”两种方案2、方案确SM-455A10./0.73/min,排气压力:0.7MPa,电机功率55kW,1480rmin,总重2.12。设置于掘进工作面,可满足顺槽和大巷掘进工作面用风设备的七、地面设(一)地面生产系煤质分1)8号煤层为低中灰-中灰、低硫-低中硫、中-高热值之气煤煤13煤层为气煤。煤的工业用井田内煤为气煤,可作配焦用煤、动力用煤和民用煤主井地面生产系主井地面生产系统能力和矿井一致为0.6Mt/a,工作制度330d/a,根据建设单位要求,本矿产品分0~50mm、50~100mm、+100mm级产品,+100mmm行拣矸工艺,本次设计考虑二种筛分方案:方案一:用一台2YAH1536、N=15kW双层重型圆振动筛进行筛分,0~50mm由带式输送机将产品运往筒仓50~100mm和+100mm有带式输送机运方案二用一台SGB620/40改造型刮板输送机进行筛分拣矸除杂。系统工艺流程如下带式输送机提至地面后经带式输送机进入2YAH1536型重型圆振动筛进行筛分后分成-50mm、50~100mm、+100mm个产品,其中-50mm产品经-50mm带式输送机直接进入储装合一圆筒仓,筛上50~100mm+100mm级产品分别由各自带式输送机经机头溜槽直接落入各自的露天储煤场,-50mm产品仓利用电动装车装车,露天煤场利用装载机装车,通过计量后运往有关用户。地面生产系统主要设备选型如下1、带式输送 3、-50mm带式输送机 4、50~100mm带式输送机 电动滚筒:TDY-7.5-160- 5、+100mm带式输送机 电动滚筒:TDY-4-160- 6、电动装车ZMF-电动机:Y132M2器ZSY180
i50制动器 本系统储煤场采用储装合一的露天储煤场和圆筒仓相结合的储装方式,既减少了投入又相应的减少了粉尘污染,自然储量分别为:- 50- 总计储量为7000t,储量可满足4d的矿井设计日产量装车设备选用了三台ZL50型装载机选用了两台ZL-180型推土机进选择一台SCS-150T最大称量150t的较先进的电子汽车衡进行计量储煤场采用喷雾、洒水防尘措施,采用防尘墙3、副井地面生产系副井采用无轨胶轮车提升,担负材料的下放和人员的升降矸石系矸石系统工作制度与矿井一致。本矿井下矸石不出井;手选矸石量600000×20%×15%=18000/a。工业废渣主要是锅炉生是炉渣,锅炉运行时间为六个月,每月30天,每天1618238t/。两者总计全年排放量约1918238t/a矸石由沟底排放开始,推土机将矸石推平,推至3~4m进行碾压,洒石灰水,覆盖0.5m左右厚的黄土往复循环,最后填满山沟后在矸石上覆盖0.8m厚黄土,然后种植耐旱易活的树种达到绿化环境的目的。辅助设原有辅助设施除机修车间需要外,其它辅助设施全部能利用矿井修理车矿井达产后井下一个综采工作面进行生产Smin=700量G=20t地面的电动单梁起重机供车间内各工段共用对大件在车间外装卸时采用租赁方式解决起重设备。木材加工房面积为Smin=216m2,房内主要设备配备了4台木工加工机床,3台修磨4)煤样室和化验本矿井不设煤样室和化验室,上述作业全部外委社会力量完成(二)地地区交通现该矿北距某县城28km,距阴塔煤炭集运站50km,距神朔铁路枣林集运站20km,桥头镇至兴县公路从井田南部通过各乡村之间均有简易公相通,交通较便利煤炭外运方场外道1)进场公矿井工业广场东南侧1.5km处有一条乡镇公路通过该路基宽5m,面宽3.5m,沙石路面,该乡镇公路需进行拓宽改造,按平原微丘三级公路标准进行改造,路基宽9.0m,路面宽7.0m,为沥青路面,该公路改造后2)库及矸石场地公。750m库公路由矿井工业场地接入,按山岭重丘四级公路设计,路面。(三)工业场地总平面布工业场地总平面布工业场地总平面布置原场地功能分;-50mm品仓,井下水处理站;锅炉房等建筑设施。系条件;;南侧。场内主要通道宽度为6m。4)地面设施主要工程量及场要技术经济指主副井工业场地总平面布置占地面积及经济技术指标见表7-3-1表 工业场地占地面积及技术经济指1234567%8%临时排矸场及库公路占地面风井及其它场地总平面布1)风井场地面积S=15000m2。矿井占地面面积:1.62ha,库占地面积:0.6ha,风井场地占地面积0.8ha。防洪排安凯煤矿改扩建后,设计生产能力为0.6Mt/a,工业场地的防洪设计频率按1/100根据甲方提供的15000地质地形图推算至该矿工业场游处该沟的汇水面积为2.4k2副斜井附近的最高洪水位设计标高加安全高度1.0m(山区)为1026m左右。970m,断面0.4m×0.4m,最终将雨水排出井田区域之外。(四)矿井供配供电电距本矿工业场地8.0km处有东关110kV变电站和7.5km处桥头35kV10kV母线段,导线规格均为LGJ-120,输电距离5km。当任一回发生故障停止供电时,另一回仍能担负矿井全部负荷。根据《规程》第441条之规定,设计要求两回10kV电源线不得分接任何负荷。矿井供电地理位置接线示意图见图7-4-1井全部负荷,并且两回10kV电源线不得分接任何负荷。电力负矿井工业场地10kV变电站电力负荷计算用电设备总计台数:110台用电设备工作台数:100台用电设备工作容量10kV母线无功功率补偿:720kvar全矿年耗电量:816.2×104吨煤电耗变压器选择见表7-4-2。地面供配本矿工业场地10kV变电所与主斜井井口房合建。本变电所除向所内补偿电容器柜地面主变压器及主通风机房各馈送两回10kV电源电缆外,并为井下主变电所馈送两回10kV电源电缆10kV、380V母线采用单母线分段接线方式本变电所内装有14GG-1F型高压开关柜,2GR-1-0310kV电容补偿柜(每柜配装电容量360kvar、8GGD2型低压配电柜。还设有两台S9-800/1010/0.4kV变压器,除为本矿主斜井带式输送机提供380V电源外,并向主斜井空气加热室、加压泵房、矿井水处理站、锅炉点、木材加工房、生活污水处理厂各提供一回380V电源。井下供配用电设备总台数:49台;用电设备工作台数:47用电设备总容量:1944.5kW; 从地面10kV变电站10kV不同母线段引两回MYJV22-8.7/103×70在井下变电所所内设置的BGP49-10型矿用隔爆型高压真空开关柜负责向设置在所内的矿用隔爆型干式变压(KS9-630/1010/0.69kV回采工作面、回采工作面顺槽移动变电站提供10kV电源;所内设置的BKD9-400/660I、BKD9-200/660I型矿用隔爆型真空馈电开关,为主排水泵、大巷、轨道大巷、井底车场各设备提供660V动力和照明电源井下电压等级为10kV、1.14kV、660V,电钻及照明用电为127V继电保护装1)10kV馈出线设过电流和电流速断保护电容器设电流速断和过电压保护10kV网络采用中性点不接地系统(五)通信、与计算机管矿井安安KJ90A型煤矿安全生产系统该系统可对采掘工作面的瓦斯进行连续监测,当瓦斯超限时,立即生KJ90A型煤矿安全生产系统可对井下局部通风机、主排水泵的KJ90A型煤矿安全系统是由地面中心站(总站、KJ90A监总站0A型煤矿安全生产瓦斯系统的总站设在矿生产调度中心。选用性能稳定、可靠的主机(工控机)两台(互为热备用、数据通口装置两台(一台工作一台备用、信号避雷器两台(室一台井口一台交流净化稳压电源不间断电源各一台及70安全、操作系统、防等软件一套等。分站根据本矿生产及设施情况6KHJ61型智能分站。其中地面1台,井下5台。该型分站除具备、显示各种安全参数数值、设备运行分站及传感器配置详见表7-5-1表 分站及传感器配置设单数设备开停传感KGT-台2台1台1风门开关传感台2设备开停传感KGT-台3台2台2风门开关传感台2KGT-台2台2台2台2KGT-台4台2KGT-台2设备开停传感KGT-台2风筒开关传感台2风门开关传感台2台1KGT-台1设备开停传感KGT-台1风筒开关传感台1台1台1台1传感器本系统共设矿用传感器61个,其中实用44个,备用17个。各类传感器配备数量详见表7-5-2。表 各类传感器备量实备小1台6282台2133台1124台6285台9216台3257台9218台2249台2131台2131台213416传输电缆地面分站间主传输电缆选用PUYV314×1.5矿用聚乙烯绝缘阻燃聚传输电缆选用PUYV314×1.5矿用聚乙烯绝缘阻燃聚氯乙烯护套单层镀下井主传输电缆选用PUYV324×1.5矿用聚乙烯绝缘阻燃聚氯乙间主传输电缆选用PUYV314×1.5用聚乙烯绝缘阻燃聚氯乙烯护套单层PUYVR4×1.5乙烯绝缘阻燃聚氯乙烯护套通信软电缆。KJ2002型带式输送机防爆电控成套装置本设计在主大巷、回采工作面胶带输送机机头选用一套型带式输送机防爆电控成套装置。该装置设有急停闭锁、打滑(超速送机运行速度、胶带张力、煤仓煤位的检测及召唤显示,并通过微机的网络功能与矿井安全系统联网,实现分析数据共享。KJ6000矿用人员定位考情系统该系统主要由地面总站、井下数据检测分站、人员无线编码及传输电缆组成。实现煤矿井业人员进出的有效识别和监测,为煤矿管理人员提供人员进出限制、考勤、监测多方面的信息,一旦发生安全事故,通过该系统可立刻知道井业人员数量及分布区域,保证抢险救灾和安全救护工作的高效运行。产量系控制器采用高速处理器、高速A/D转换器,数据运算速度快、安全、可靠、稳定,还采用大容量(64M)CF卡,可以最少两年的煤矿260V时自动启动,电源续航能力大48h,完全满足煤矿产量实时的要通行政及调度通信系统、设备选台,容量192门,完成矿井内部行政、生产调度之功能。调度主机设在矿井工业场地办公楼生产调度中心地面行政、调度通地面行政通地面调度通本矿井主要生产部门均有分机矿井设计生产能力达到45万t/a继线3,与乡、镇邮电所相连。地面移动通槽掘进工作面等处设调度机1部,共设5部。局部通信别设直通机1部,共设6部。中继方式,中继线路数采用二线环路中继接口方式,3对中继线接至乡镇电信所传输设备确设计拟在安凯煤矿调度中心与镇电信所间埋地敷设一条MHYA-5×2地面通信干线选用MHYV-0.8煤矿用聚乙烯绝缘聚氯乙烯护套通信电缆,采用沿电缆沟和埋地敷设相结合的方式敷设至各使用点至通风机房的通信传输电缆选用MHYV-0.8煤矿用聚乙烯绝缘聚氯乙烯护套通信电缆长度为160m,与电缆采用杆架设至风井地面各用户支线电缆选用MHYV-1×2型煤矿用聚乙烯绝缘聚氯乙烯护套通信电缆。下井主传输电缆选用两根MHYA2302型矿用聚氯乙烯绝缘聚乙烯粘结护层钢丝铠装聚氯乙烯护套通信电缆沿副立井两侧敷设至井下交井下交接箱至各用户支线电缆选用MHYV-1×2型煤矿用聚乙烯绝缘计算机管(六)给排给设计依据《煤炭工业矿井设计规范(GB50215—2005《煤炭工业给排水设计规范(MT/T5014—《煤矿安全规程(国家煤炭安全监察局(20051《建筑设计防火规范(GBJ16-87(2001《煤矿井下消防、洒水设计规范(MT/T5032-2003《室外给水设计规范(GBJ13-86(19
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