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煤种
灰分
含硫
发热量
(MJ)
倾角
(°
)
厚度
(m)
层间距
容重
结构
稳定分类
直接顶
直接底
B13
不粘长焰煤
37.
73
<1
5944
23-
47
3.27
1.24
较简单
稳定
泥岩为主,炭质泥岩,泥质粉砂岩其次
泥岩为主
3-7
B12
39.
59
5875
3.08
复杂
泥岩为主,炭质泥岩其次
26-32
B11
40.
27
5226
3.36
较复杂
较稳定
泥岩为主,粉砂质泥岩,泥质粉砂岩其次
炭质泥岩,泥岩为主
5-15
B10
41.
78
5410
3.66
泥岩,炭质泥岩为主,粉砂质泥岩其次
7-15
B9
49.
52
5334
23-47
1.73
煤层倾角在23-47度,可采煤层为B9、B10、B11、B12、B13五层。
煤层结构较复杂,普遍含1—3层(部分地段含有4层)夹矸,厚0.3—0.7米,由泥岩、碳质泥岩组成。
五、其它:
该采区各煤层煤质属长焰煤,部分为不粘煤,具有低硫、低磷、高磷,中灰、富灰中等发热量,适用于民用和动力用煤。
矿井属低瓦斯矿井,随着开采深度的增加,沼气量会逐渐增多。
煤尘具有爆炸性,据实验报告,爆炸指数大于30%。
煤层的燃点验样试验结果,很容易自然发火,发火期夏季为2-3个月,冬季为5-6个月。
地温根据该地区勘探钻孔测定,地温梯度为3度/100米。
第三节水文地质
+450采区南缘地处铁厂沟河,煤层埋藏于地下水位之下,属裂隙冲水矿床,采区东部有丰富的第四系潜水,覆盖于煤层之上,系水文地质条件复杂矿床,其中砂岩、砂砾岩及煤层都为含水层,层次更替频繁,无稳定的隔水层。
矿井周边小煤窑积水及涌水量不详。
矿井涌水量,根据地勘的水文地质资料与矿井现在每天排水量1200-1400m3/d,预测开采+450水平以上煤层时,最大涌水量为374.2m3/h,正常涌水量为250m3/h。
钻孔封孔质量基本合格。
开采该采区必须做到有疑必探、先探后采掘。
第四节储量
1、采区开采标高为+600-+450米,开采范围西至Ⅱ勘探线,东至X堪探线向东500米。
该采区上部是六斜采空区和中央采区,东翼、西翼、北部是未开采区。
采区走向长度2000米(其中东翼1000米、西翼1000米),倾斜长233~319米,平均长276米,分三个区段开采(标高分别为+550、+500、+450),可开采煤层五层(B9、B10、B11、B12、B13)。
2、储量计算公式:
Q=S*M*d:
Q—工业储量(万吨):
S—煤层斜面积(m2):
M--煤层厚度(m):
d—煤容重(t/m3)。
3、储量计算结果
(1)采区地质储量1033.5万吨。
其中:
(a)B13煤层均厚为3.27米,容重1.24,工业储量223.8万吨。
(b)B12煤层均厚为3.08米,容重1.24,工业储量210.8万吨。
(c)B11煤层均厚为3.36米,容重1.24,工业储量230万吨。
(d)B10煤层均厚为3.66米,容重1.24,工业储量250.5万吨。
(e)B9煤层均厚为1.73米,容重1.24,工业储量118.4万吨。
表1-2储量计算表
煤层编号
工业储量
(万t)
可采储量
备注
223.8
201.4
210.8
189.7
230
207
250.5
225.4
118.4
106.6
合计
1033.5
930.1
(2)矿井风井、总回风巷(+450中央采区两条下山)保留永久煤柱煤量103.4万吨,可采储量930.1万吨。
第五节、存在的问题与处理意见
1、勘探的钻孔布置稀少,煤层及构造控制程度不高。
2、水文地质属于复杂型,井田范围内的老窑井口均已封闭,缺少老窑井的资料,老窑积水情况不详。
第二章巷道布置
一、设计依据及原则
(一)设计依据
2005年颁发的《煤矿安全规程》
煤炭工业出版社出版《采矿工程设计手册》
新疆维吾尔自治区地质矿产局第九地质大队1985年提供新疆维吾尔自治区托里县铁厂沟煤矿详细勘探地质报告及各个煤层底板等高线储量计算图。
(二)设计原则
该采区主采煤层5层,分别为B13、B12、B11、B10、B9煤层。
根据煤层层间距的具体情况,采取联合布置成双翼对称采区。
二、方案简述
方案—:
在+600水平以两条岩石下山开拓。
一条为主皮带下山,按装大倾角皮带一部。
另一条为轨道下山。
两条下山均以-25度倾角施工
方案二:
主皮带下山以-16.5度倾角施工,按装两部80皮带机(前期按装一部)。
轨道下山以-25度倾角施工。
方案三:
在+600水平以一煤一岩两条下山开拓。
机轨合一下山以-16.5度倾角施工,安装两部80皮带机(前期按装一部)。
回风下山跟B11煤层施工。
采区主要巷道开拓准备布置总工程量(表2-1);
采区巷道及费用表(表2-2);
采区施工进度及采区投产时间估算表(表2-3);
采区损失量及回采煤量计算表(表2-4)。
表2-1采区主要巷道开拓布置总工程量(方案三)
巷道名称
工
程
量
期
(d)
巷道断面(m2)
巷道宽度(m)
巷道高度(m)
支护方式
巷道型状
机轨合一下山
530
354
10.28
4
3
锚喷支护
拱形断面
机轨合一下山上部车场
75
28
机轨合一下山下部车场
217
109
8.95
3.5
+600运输联络巷
80
4.32
2.2
采区变电所泵房
45
19.92
4.4
5
采区变电所泵房通道
30
6.03
2.6
采区水仓
250
84
区段运输石门(三条)
450
150
区段储煤井(三个)
19.63
ф5
井深15
筋混结构
园形
回风下山
370
248
8.75
2.5
锚网支护
矩形断面
上部车场
9.18
表2-2采区主要巷道及费用表(方案三)
(米)
工程
材料
费用(万元)
工资
费用
(万元)
其它
单项
总费用(万元)
87.8
80.3
16.8
184.9
设备费用71.17万元(以上费用不含采区绞车、水泵、变电所、工作面等的设备)
12.4
11.9
2.4
26.7
35.9
32.9
6.9
75.7
10.5
10.2
2.1
22.8
12.2
17.3
3.3
32.8
33.7
33.3
6.7
73.7
区段运输石门
60.7
59.9
12
132.6
区段储煤井
20
31.8
5.2
57
回风下山及上部车场
43
15.1
5.8
63.9
表2-3采区施工进度及采区投产时间估算表(方案三)
掘进头
工程名称
岩性
支护形式
工程量
施工时间
(年月~年月)
时间安排图示
备注
2005年
2006年
2007年
2008年
掘进工区
回风下山及上车场
煤岩
锚网锚喷
2005.5~
2005.12
+600联络巷、机轨合一下山上车场
岩
锚喷
155
2006.1~
2006.2
2006.2~
2007.2
采区下车场、变电所、泵房
542
2007.3~2007.11
+550石门、煤仓
煤
165
2007.12~2008.2
1311两道、切眼
锚网
2060
2007.8~2008.5
表2-4采区损失量及回采煤量计算表(方案三)
煤层名称
损失量(万t)
回采煤量
回采率
(%)
煤柱损失
厚度损失
落煤损失
名称
数量
B13-B9
223.64
区段煤柱
50.5
173.14
706.46
76
其他
小计
三、方案比较
1、各方案优缺点比较(表2-5)
表2-5各方案优缺点比较表
方案一
方案二
方案三
优点
工期相对较短,巷道维护量小
回风下山布置在岩石中,巷道维护量小;
皮带下山坡度小便于施工;
皮带机便于管理和维护检修,前期设备投资少
回风下山在B11煤层施工进度快,能探明煤层赋存情况;
皮带下山坡度小,便于施工;
缺点
机电设备一次性投入大;
第一区段运煤费用高;
皮带机不便于管理和维护检修,两条下山倾角大,施工困难
皮带下山穿煤层多,支护复杂,巷道维护量大
皮带下山穿煤层多、回风下山在煤层中巷道维护量大;
机轨合一,维护量大
2、各方案工程量及费用(表2-6)
表2-6各方案采区主要巷道工程量及费用表
工程量(米)
工期(天)
设备费用
工程费用
总费用
方案一
岩巷2093
1061
137.2
730.7
867.9
方案二
岩巷2285
1191
69.1
789.3
858.4
方案三
煤巷300
岩巷1792
1120
71.17
670.1
741.27
四、方案确定
根据以上的方案比较、决定选用《方案三》作为+450中央采区设计方案。
即采用以一煤一岩两条下山开拓。
机轨合一下山以-16.5度倾角穿岩层施工,安装两部80皮带机(前期安装一部);
采区划分为+550、+500、+450三个区段。
采区开拓准备工程量:
总计2092米。
岩巷1792米;
煤巷300米。
第三章采煤方法生产能力及服务年限
一、采煤方法及回采工艺
1、采煤方法:
采用走向长壁采煤法
2、回采工艺:
西翼工作面炮采;
东翼工作面普采。
3、顶板管理方法:
全部垮落法。
二、采区生产能力和服务年限
1、年工作日为300天,日工作制为“三八”式工作制,两班采煤一班检修,安排两个采煤工作面同时生产。
2、工作面生产能力
(1)、西翼炮采工作面平均长度60m,平均采厚2.6m,设计采煤工作面平均推进速度为1.7m/日,则
A西=60×
2.6×
1.24×
1.7=329吨/日
(2)东翼机采工作面平均长度110m,平均采厚2.6m,设计采煤工作面平均推进速度为2.1m/日,则
A东=110×
2.5×
2.1=745吨/日
3、采区生产能力
A3=300K1·
K2ΣA=33.67万吨/年
式中A3一采区生产能力;
万吨/年
300—年工作日
A一回采工作面产量
K1一工作面产量不均衡系数取0.95
K2一采区掘进出煤系数取1.1
ΣA一采区内同时回采工作面日产量之和;
即:
1074吨/日
根据计算采区生产能力为33.67万吨/年。
4、采区服务年限
采区服务年限=采区回采煤量/采区生产能力=21年
第四章采区生产系统及主要设备能力计算
一、采区生产系统
1、采区运输系统
采煤工作面→采煤工作面下顺槽→区段运输石门→区段储煤井→+450中央采区机轨合一下山→+600运输联络巷→+600皮带运输上山→+600煤仓→+600运输大巷→主井→地面
2、采区运料系统
从地面→副井→+600运输大巷→+450机轨合一上车场→+450中央采区机轨合一下山→区段运输石门→采煤工作面上顺槽→工作面
3、采区排矸系统
掘进头→区段运输石门→+450中央采区机轨合一下山→+450机轨合一上车场→+600运输大巷→副井→地面→矸石山
4、采区供电系统
+600中央变电所→+450中央采区回风下山→+450采区变电所→+450中央采区机轨合一下山→各区段运输石门→各工作面移动变电站→各工作面
5、采区排水系统
+450泵房→+450中央采区回风下山→+450回风下山上车场→+600运输大巷→+600水仓→副井→地面
6、防尘系统
防尘水由地面沉淀池→付斜井→+600运输大巷→+450中央采区机轨合一下山→区段石门→采掘工作面
防尘水由地面沉淀池→付斜井→+600运输大巷→+450中央采区回风下山→区段石门→采掘工作面
7、通风系统
主、副斜井→+600运输大巷→+450采区机轨合一下山→区段运输石门→运输顺槽→采煤工作面→回风巷→+450采区回风下山→B11回风上山→+690总回风道→回风斜井→地面
二、采区供电设计
(1)原始资料
根据+450中央采区设计方案,该采区有二个工作面同时回采(一个机采、一个炮采)、2个煤巷掘进头、一个开拓掘进头。
开采初期先安装+450采区变电所,采用双回路供电方式。
双回路电源,从+600中央变电所供出,高压电缆选择UGSP3×
70+1×
16mm2、V22-6KV3×
70mm2。
(2)+450采区变电所设计
+450采区变电所计划安装BPG23-6型高压防爆开关8台,另外预留一台高压防爆开关位置。
(3)采区供电负荷统计(表4-1)
(4)供电系统拟定
由于东、西翼同时开采,负荷集中。
由+450变电所供电。
高档普采面考虑一台KBSGZY-630/6移动变电站,炮采工作面的材料道和溜子道及其它场所负荷、用变电所一台KSJ-315/6变压器。
采区下山皮带负荷由+645采区变电所提供。
2个掘进工作面及一个开拓工作面、供电由+645采区变电所提供。
(5)高低压设备的选型
变电所高压开关选用武进矿用设备厂生产的BGP23-6矿用真
表4-1采区供电负荷统计
负荷名称
型号
单位
额定功率
额定电压
单台功率
总功率
水泵
D46-50×
台
2
40KW
80KW
660V
D280-43×
250KW
500KW
6000V
调度绞车
JD-55
55KW
110KW
采煤机
MLS-170
1
170KW
1140V
刮板输送机
SGW-250
部
乳化液泵
XRB-80
37KW
74KW
喷雾防尘泵
HPB-315/10
75KW
破碎机
PZM1000×
650
转载机
SZB-264/132
132KW
回柱绞车
JG2-14
14KW
56KW
JD-22
22KW
44KW
JD-11.4
11.4KW
45.6KW
SGW-40T
10
400KW
伸缩式带式输送机
SJ800
6
40×
2KW
320KW
煤电钻
ZB-4
8
1.2KW
9.6KW
耙装机
ZBZ-17
17KW
34KW
喷浆机
XZ-7
5.5KW
11KW
局扇
JBJ
11KW
总计
2410.2KW
表4-2采区电气设备材料统计表
序号
设备材料名称
设备型号、材料规格
矿用高压开关
FGP2-6.200/S
BGP23-6.150/S
矿用变压器
KSJ-315/6/0.09
移动变压器
KBSGZY-630/6/1.2
KBSGZY-5000/6/0.69
低压馈电开关
DW80-200
15
7
DW80-300
低压真空起动器
QJZ-300
9
QBZ-225
QBZ-120
11
QCZ83-80N
QCZ83-80
13
煤电钻综保
ZB-4/127V
14
照明信号综保
ZXZB-2.5/127V
低压阻燃电缆
MY-10003×
25+1×
米
2000
16
35+1×
1000
17
95+1×
18
19
50+1×
高压电缆
V22-6kv3×
70mm2
21
UGSP3×
16mm2
22
信号照明电缆
YJY82-AZ-500V4×
6000
23
检漏继电器
JY82-A
24
声光组合信号
KBZD-127/60
套
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