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供电线路上不得分接其它负荷。
第三节设计的主要技术经济指标
1、矿井工业资源/储量34.721Mt,矿井设计资源/储量26.243Mt,矿井设计可采储量15.848Mt。
2、矿井设计生产能力:
0.60Mt/a。
3、矿井服务年限:
17.5a。
第2页
4、矿井移交生产时,新增井巷工程总长度8809.8m,其中煤巷1515.5m,占新增井巷工程总长度的17.2%,万吨掘进率146.8m。
井巷新增掘进总体积131236.1m3,其中新增硐室体积为6120.0m3。
5、矿井工业场地总占地面积11.11hm2,其中:
工业场地占地9.95hm2,风井场地场地占地0.50hm2,风井公路0.66hm2。
6、工业建(构)筑物总面积为:
8637.6m2,工业建(构)筑物总体积为73436.7m3。
行政、公共建筑面积为19752.6m2。
行政、公共建筑体积为50820.5m3。
7、矿井在籍人数:
546人。
8、矿井全员效率:
5t/工。
9、建设项目总资金:
41366.67万元,吨煤投资为689.44元。
10、建设工期:
16.3个月。
第二章井田开拓
第一节矿井工业场地位置选择
一、场地位置选择
新选工业场地重新建设矿井,该工业场地位于旧工业场地的右侧。
新工业场地的选择具有如下优点:
工业场地紧靠公路,交通运输便利,生产区对生活区及临近村庄环境影响小。
二、开拓方式的选择
经过多方考虑,决定采用斜井、立井混合开拓的方式。
即:
主副斜井,回风立井。
第二节开拓方案的选定
(1)本次设计井下仅对8-1号、8-2号和9号煤层开拓方案进行论述。
根据以上影响井田开拓的因素,结合工业场地的选择方案,设计提出以下两个井下开拓方案进行比较。
方案一:
新选工业场地的斜井开拓(见图3.3-1、图3.3-2、图3.3-3、图3.3-4)
设计在新选工业场地内布置主斜井、副斜井二个井筒。
主斜井井筒倾角25°
,方位角为234°
16′00″,净宽5.0m,断面形状为半圆拱,净断面积为16.81m2,总斜长为461.4m。
在9号煤层+756.000m标高处落底后布置上抬式井底煤仓。
主斜井装备带式输送机和架空乘人器担负矿井原煤提升任务和井下作业人员升降任务,兼做进风井和安全出口。
在主斜井西北侧平行间距38.8m处新掘副斜井,倾角25°
16′00″,净宽4.5m,断面形状为半圆拱,净断面积为14.70m2,总斜长为449.6m。
副斜井在9号煤层+761.000m标高处落底后布置井底平车场。
副斜井担负全矿井材料、设备等辅助提升任务,兼做进风井和安全出口。
在新选风井场地内新掘一回风立井,方位角为45°
55′35″,井筒净直径φ=4.5m,垂深264.0m,井筒落底于8-2号煤层+773.000m标高处,井筒内装备封闭式金属梯子间,担负矿井的回风任务,同时兼做矿井安全出口。
由于8-1号和8-2号煤层平均层间距为1.43m,8-2号和9号煤层平均层间距为8.93m,各可采煤层层间距非常近,设计全井田采用一个水平开拓,水平标高+761.000m。
本井田形状大体为长方形,根据新掘主斜井和副斜井的方位和落底位置,设计在主、副斜井落底附近布置一组相互平行的西南-东北向大巷,分别为轨道运输上(下)山、胶带运输上(下)山和回风上(下)山。
胶带运输上(下)山与主斜井井底煤仓上口相接,轨道运输上(下)山直接与副斜井井底车场相接,回风上(下)山通过总回风大巷与回风立井相通。
轨道运输上(下)山和胶带运输上(下)山均沿9号煤层底板布置,回风上(下)山沿8-1号煤层顶板布置。
8-1号、8-2号和9号煤层各划分为两个采区,其中井底煤仓北侧开拓上山两侧可采区域为一采区,井底煤仓南侧开拓下山两侧可采区域为二采区,回采工作面垂直开拓大巷两翼布置。
8-1号、8-2号和9号煤层井下煤炭运输采用带式输送机方式,辅助运输采用无极绳连续牵引车运输方式。
矿井采用中央分列式通风系统,通风方式为机械抽出式。
方案二:
改造利用原工业场地的斜立混合开拓方式(见图3.3-5、图3.3-6)
延深改造原山西柳林郭家山煤业有限公司工业场地内现有主斜井、副立井至9号煤层,延深现有回风立井至8-2号煤层。
延深现有主斜井至9号煤,井筒倾角为16°
00′00″,方位角为270°
00′00″,井筒净宽为3.2m,断面形状为半圆拱,净断面积为7.86m2,总斜长为638.3m。
在9号煤层+765.000m标高处落底后布置上抬式井底煤仓。
主斜井装备带式输送机担负矿井原煤提升任务,兼做进风井和安全出口。
刷大延深现有副立井至9号煤,方位角为0°
00′00″,净直径为8.0m,净断面积为50.24m2,总垂深为191.1m。
副立井在9号煤层+745.000m标高处落底后布置井底车场。
副立井担负全矿井材料、设备等辅助提升任务,兼做进风井和安全出口。
延深现有回风立井至8-2号煤层,方位角为255°
00′00″,井筒净直径φ=4.0m,净断面积为12.56m2,垂深179.3m,井筒落底于8-2号煤层+762.000m标高处,井筒内装备封闭式金属梯子间,担负矿井的回风任务,同时兼做矿井安全出口。
井下开拓巷道布置条数、布置层位、采区和水平划分方法、主辅运输方式与方案一相同。
矿井采用中央并列式通风系统,通风方式为机械抽出式。
(2)开拓方案比选
方案一与方案二工业场地及开拓方案可比部分经济比较详见表3.3-1,方案优缺点比较详见表3.3-2。
工业场地及开拓方案可比部分经济比较表
表3.3-1
可比项目
方案一(斜井开拓方案)
方案二(斜立井开拓方案)
方案一比方案二(多+、少-)
数量及特征
投资(万元)
数量
初期井下可比项目工程
井筒
主井
工程量(m)
461.4
732
638
433
-177
299
井筒装备
带宽1.0m带式输送机
105
1.0m带宽输送机
144
-39
投资小计
837
577
260
副井
449.6
815
191
327
259
488
30kg/轨型、600mm轨距双轨、综合管线
17
单层单车罐笼(一宽一窄),钢罐道运行。
梯子间,综合管线
559
-542
832
886
-54
回风井
264
551
179
373
85
178
金属梯子间
131
89
42
682
462
220
井筒总工程量(m)
1175
2098
1008
1133
167
965
井筒投资合计
2351
1925
426
井底车场巷道工程(m)
128.7
229
400
465
-271
-236
初期井下可比项目工程总投资
2580
2390
190
地面主要可比项目工程
提升系统
主井提升设备
带宽1.0m大倾角带式输送机
696
530
166
井口房等土建工程
钢筋砼框排架结构
36
34
2
主井提升系统小计
564
168
副井提升设备
单滚筒提升绞车
265
落地式多绳摩擦轮提升机
468
-203
井架
3
钢结构
11
-8
井口房、绞车房等土建工程
64
90
-26
副井提升系统小计
329
569
-240
地面主要可比项目工程总投资
1061
-72
初期井上、下可比工程总投资
3641
3523
118
建井工期(月)
16.3
17.6
-1.3
开拓方案优缺点比较表
表3.3-2
方案一(斜井开拓方案)
方案二(斜立井开拓方案)
优
点
①新开拓系统完全独立于现有的开拓系统,下组煤基建工程与4号煤层生产互不影响;
②新井筒开口于新增的工业场地内,并在新增的工业场地内设生产区及辅助生产区,场地面积大,各主要建构筑物及设备布置灵活,可以完全满足兼并重组整合后矿井的设计生产能力;
③采用副斜井进行辅助提升,井筒施工容易,提升系统简单,满足兼并重组整合后井下大型设备的运输任务;
在主斜井井筒内装备可以连续运行的架空行人装置,人员随时上下井方便;
相比立井内布置的梯子间,斜井的行人台阶更方便发生事故后人员的逃生;
④兼并重组整合后8号煤层采用一次采全高的方法将上下两个分层与中间夹矸全部采出,对主运输能力有较高的要求,原有主斜井断面无法满足,而新开主斜井则不存在此问题。
①充分利用了现有的井筒,基建工程投资小,工期短;
②矿井各功能区相对集中,易于管理;
③副立井井口与生活区相邻,人员上下井方便。
缺
①三个井筒全部为新建,相比利用原井筒其初期投资较大;
②工业场地的各功能区分别位于不同的沟内,布置分散,不利用集中管理;
并且必须开掘一隧道沟通两条沟之间的联系,人员上下井需要行走较长的距离;
③工业场地占用了较大的面积,场地压煤相对多。
①兼并重组整合后,将建成高产高效的现代化矿井,井下生产系统以综采综掘为主,现有主、副井断面及提升设备均无法满足兼并重组整合后矿井的生产要求,必须扩大断面、更换设备;
②现有的工业场地非常狭小,必须对其进行扩大以满足兼并重组整合后矿井煤炭储存、捡矸排矸、煤炭外运及道路布置的需要,而现有的工业场地位于一沟壑中,扩大工业场地必须外排大量的土方,一者技术经济方面极不合理,二者基建工程必然与现有的生产系统相干扰,影响矿井经济效益提高;
③副立井作为辅助提升井,与斜井相比施工技术要求高,施工设备复杂,施工进度慢,井筒装备复杂,井上、下设有复杂的操车系统和装卸载系统。
综上所述,从经济和技术方面比较,方案一基建投资虽然比方案二多118万元,但建井工期少1.3个月,移交生产快,而且不存在基建和生产相互干扰。
故井田开拓方式设计推荐方案一,采用斜井开拓。
第三节采取划分及开采顺序
本次矿井兼并重组整合项目初步设计主要考虑8-1号、8-2号和9号煤层开拓开采设计。
根据推荐的井田开拓方式方案一,设计全井田采用一个水平开拓,先开采8-1号、8-2号煤层,再开采9号煤层。
井田内8-1号、8-2号和9号煤层各分别划分为二个采区,采区开采顺序为一采区→二采区。
采区工作面采用前进式布置,回采工作面回采采用长壁后退式开采。
第三章井筒及数目
第一节井筒数目及用途
矿井移交生产时,共布置有新掘的主斜井、副斜井、回风立井三个井筒。
各井筒用途分述如下:
主斜井:
担负全矿井的煤炭提升任务,兼做进风井和安全出口。
副斜井:
担负矿井材料、设备等辅助提升任务,兼做进风井和安全出口。
井筒内铺设600mm轨距、30kg/m轨型的单轨,采用单钩串车提升。
通信和信号电缆、压风管路、消防洒水管路和排水管路沿该井筒敷设。
回风立井:
担负全矿井回风任务兼做矿井安全出口。
第二节井筒布置及装备
各井筒布置及装备分述如下:
井筒一侧布置有带宽1000mm的带式输送机,另一侧布置有架空乘人器、行人台阶和扶手,通信和信号电缆、动力电缆、消防洒水管线沿该井筒敷设。
井筒内装备封闭式金属梯子间,瓦斯抽放管路沿该井筒敷设。
本次矿井移交投产后的井筒特征详见表3.4-1。
第四章大巷运输及设备
第一节运输方式的选择
一、井下煤炭运输方式的选择
根据目前国内井下煤炭运输技术装备发展情况,本矿大巷煤炭运输考虑了矿车和带式输送机两种方式,经过技术比较,设计推荐带式输送机运输方式,主要理由如下:
(1)带式输送机运输与矿车运输相比,具有运输连续、效率高、操作简单,容易实现集中自动化管理等特点,对实现矿井达产和现代化管理有利。
(2)带式输送机运输与矿车运输相比,具有运输环节少,占用人员少,维修工作量小,事故率低等优点,对提高矿井生产效率和安全生产均十分有利。
(3)带式输送机运输与矿车运输相比,具有适应煤层变化能力强,井巷工程量省,可多做煤巷、少做岩巷等优点,对节省矿井基建有利。
(4)从矿井生产规模来说,大巷煤炭运输采用带式输送机运输比较配套,且符合我国煤炭工业的发展趋势。
二、井下辅助运输方式的选择
鉴于本矿井采掘设备机械化装备水平高,效率高,辅助运输仅运输支护材料及部分掘进矸石,辅助运输量较小,首采区工作面距井底车场约2.246km,所有综采设备都要通过井底车场运至回采工作面,为了保证回采工作面综采设备运输稳定连续、安全可靠,设计从井底车场到工作面轨道顺槽采用无极绳连续牵引车牵引1t系列矿车运输。
本着投资低,易于操作的原则,设计将轨道运输大巷掘进头和顺槽掘进头辅助运输方式确定为JD-11.4型调度绞车牵引1t系列矿车运输,其优点是技术工艺简单,操作便利,对近水平煤层产状变化适应性强,投资少,便于管理。
第二节矿车
一、矿车选型
根据我国煤矿设备标准化、系列化和定型化的要求,辅助运输矿车选用1.0t系列矿车,为了方便液压支架等大型设备的运输,设计配备了重型平板车。
各类矿车规格详见表4.2-1。
达产时各类矿车规格特征表
表4.2-1
序号
矿车名称
型号
容积(m3)
名义载重(t)
外型尺寸(mm)
轨距(mm)
轴距(mm)
自重(kg)
长
宽
高
1
1t固定箱式矿车
MGC1.1-6A
1.1
2000
880
1150
600
550
592
1t材料车
MC1-6A
494
1t平板车
MP1-6A
410
464
4
5t平板车
MPC-6B
5
3450
1200
480
1100
900
支架运输车
自制
30
3460
1300
二、矿车使用
矿车的数量,以矿井达到设计生产能力时井上下用车地点实际所需车数按排列法计算而得,矿井达产时选用固定矿车的数量及使用地点见下表4.2-2。
1t固定式箱式矿车排列表
表4.2-2
顺序
用车地点
单位
备注
副斜井井底车场
辆
6
水仓清理
消防材料库
清理撒煤
轨道运输大巷
20
大巷和顺槽掘进头
7
轨道顺槽
8
备用
9
合计
60
综采工作面配备放置设备的1t矿用平板车30辆;
全矿配备工作面搬迁时运送设备的5t矿用平板车60辆;
运送各种材料的1t矿用材料车30辆;
运送液压支架的特制重型平板车4辆;
矿井达产时、各类矿车使用数量和范围见表4.2-3。
达产时各类矿车数量
表4.2-3
矿车型号
矿车数量
生产
55
现有10辆
33
第三节运输设备选型
一、大巷煤炭运输设备
矿井胶带运输上山大巷铺设1条带式输送机,将井下原煤运输至井底煤仓。
胶带运输上山大巷全长914米,初期带式输送机铺设594米,其中头部为16º
上运,尾部为微倾角下运。
1、根据计算,胶带上山运输巷带式输送机采用双电机双驱动滚筒方式驱动,驱动装置选择如下:
电动机:
YB315L1-4型,N=160kW,2台,防爆;
减速器:
B3SH9型,带内置冷却管盘,2台;
制动器:
BYWZ5-400/121型,2台,防爆;
液力耦合器:
YOTCP560型,一台;
联轴器:
福克T型弹簧联轴器,4台
胶带:
钢丝绳芯阻燃带,带强630N/mm,,符合MT668-2008标准要求;
拉紧装置:
ZY-400型液压拉紧装置;
配备保护装置一套。
2、大巷掘进头和顺槽掘进头辅助运输采用JD-11.4型调度绞车牵引1t系列矿车运输。
3、设计从井底车场到工作面轨道顺槽采用无极绳连续牵引车牵引1t系列矿车运输。
4、提升绞车
选择SQ-80/110B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=1.0/1.7m/s。
提升最大件时以1.0m/s速度运行。
第五章通风和安全
第一节概括
一、瓦斯、煤尘、煤的自然性及地温
根据山西省煤炭工业厅以晋煤瓦发[2010]651号“关于山西柳林联盛郭家山煤业有限公司8号、9号煤层瓦斯涌出量预测的批复”对该报告进行了批复。
矿井开采8号煤层时,矿井最大绝对瓦斯涌出量为11.34m3/min,最大相对瓦斯涌出量为7.79m3/t;
开采9号煤层时,矿井最大绝对瓦斯涌出量为6.25m3/min,最大相对瓦斯涌出量为4.30m3/t。
根据《煤矿安全规程》第133条规定,本矿无论开采8号煤层,还是开采9号煤层,均属低瓦斯矿井。
二、煤尘
根据地质报告收集的2006年本井田及邻区在钻孔采样作的煤尘爆炸性试验及煤矿检测报告,结果见表6.1-5。
煤尘爆炸性试验成果表
表6.1-5
孔
号
煤号
工业分析(%)
爆炸性试验
鉴定结论
Mab
Ad
Vdaf
火焰长度mm
岩粉量(%)
ZK1-1
0.63
20.18
21.31
50
70.0
有
0.66
12.64
80
80.0
8-1
0.60
32.90
28.53
75.0
8-2
0.62
18.88
19.36
0.56
15.78
第56页
ZK1-3
0.57
16.33
65.0
CK7
130
25
70
35
CK9
65
45
75
170
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