煤矿一采区采安排仿单doc

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所属分类:运输队
Tag:1.本站不保证该用户上传的文档完整性,不预览、不比对内容而直接下载产生的反悔问题本站不予受理。 山西临县华烨煤业有限公司 一采区开采设计说明书 编 制:段晓东 审 核:郝小
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  1.本站不保证该用户上传的文档完整性,不预览、不比对内容而直接下载产生的反悔问题本站不予受理。 山西临县华烨煤业有限公司 一采区开采设计说明书 编 制:段晓东 审 核:郝小军 总工程师:张军田 矿 长:杜秀峰 新民(集团)华烨煤业有限公司 地测部 2011年1月 目 录 TOC \o 1-3 \h \z \u HYPERLINK \l _Toc285305059 第一章 矿井基本情况 PAGEREF _Toc285305059 \h 1 HYPERLINK \l _Toc285305060 第二章 采区概况 PAGEREF _Toc285305060 \h 1 HYPERLINK \l _Toc285305061 第三章 采区地质特征 PAGEREF _Toc285305061 \h 2 HYPERLINK \l _Toc285305062 第四章 采区开采 PAGEREF _Toc285305062 \h 7 HYPERLINK \l _Toc285305063 第一节 采区准备方式 PAGEREF _Toc285305063 \h 8 HYPERLINK \l _Toc285305064 第二节 采区巷道布置 PAGEREF _Toc285305064 \h 9 HYPERLINK \l _Toc285305065 第三节 开采顺序 PAGEREF _Toc285305065 \h 12 HYPERLINK \l _Toc285305066 第四节 巷道布置方案的比较与选择 PAGEREF _Toc285305066 \h 13 HYPERLINK \l _Toc285305067 第五节 生产系统 PAGEREF _Toc285305067 \h 22 HYPERLINK \l _Toc285305068 第六节 采区储量、采煤方法、机械装备及采区参数 PAGEREF _Toc285305068 \h 25 HYPERLINK \l _Toc285305069 第五章 采区辅助运输设计 PAGEREF _Toc285305069 \h 37 HYPERLINK \l _Toc285305070 第六章 “一通三防”设计 PAGEREF _Toc285305070 \h 37 HYPERLINK \l _Toc285305071 第一节 通风设计 PAGEREF _Toc285305071 \h 37 HYPERLINK \l _Toc285305072 第二节 防灭火设计 PAGEREF _Toc285305072 \h 40 HYPERLINK \l _Toc285305073 第三节 防瓦斯设计 PAGEREF _Toc285305073 \h 41 HYPERLINK \l _Toc285305074 第四节 防尘设计 PAGEREF _Toc285305074 \h 43 HYPERLINK \l _Toc285305075 第七章 防排水设计 PAGEREF _Toc285305075 \h 45 HYPERLINK \l _Toc285305076 第八章 液压系统设计(液压泵站流量计算和选型) PAGEREF _Toc285305076 \h 45 HYPERLINK \l _Toc285305077 第九章 技术经济指标 PAGEREF _Toc285305077 \h 48 HYPERLINK \l _Toc285305078 第十章 注意事项 PAGEREF _Toc285305078 \h 48 第一章 矿井基本情况 山西临县华烨煤业有限公司设计年生产能力为120万t/a,是一座机械化升级改造的中型矿井。 矿井由源通煤炭设计研究院设计, 年 月开始120万吨基本建设,目前已进入矿建 期阶段,并计划于2013年 月底进行联合试运转。 矿井开拓方式为混合开拓,设计两个水平,水平标高分别为+605m和502m。 根据源通煤炭设计研究院初步设计(修改版)》(2011年1月),本设计暂定开采煤2.4.5.8.9五个主采煤层。 按照规划,由于二采区内4号煤经开采剩余储量不多,矿井投产后将主要集中在一采区开采,一采区4号煤为矿井首采区,也是主采区;而二采区只作为矿井的备用采区,在矿井生产后期进行开采。 第二章 采区概况 一、采区位置及地面概况 1、地面位置: 临县华烨煤业有限公司位于临县林家坪镇滴水局村南,北距临县县城57km,行政区划属临县高家山乡管辖,其地理坐标为北纬37°38′05″—37°40 ′07″,东经110°52′11″—110°54′27″。 2、地形地势: 井田位于吕梁山区,为典型的黄土高原地貌,地表切割强烈,沟谷纵横,梁峁绵延,地形十分复杂。总的地势为东高西低,地形最高点位于井田东部高家山村北山梁,标高1074.81m,地形最低点为西北边界处沟谷,标高798.00m,最大相对高差276.81m。 3、井下位置: 一采区位于4号煤集中运输大巷北侧。 二、采区边界及面积 4号煤一采区位于矿井北部,东部以矿井边界线为界,西部以矿井边界线号集中轨道大巷为界。 一采区南北走向长度约1.9km,东西倾斜长度约2km,面积约3.8km2。 三、开采范围 一采区4号煤层。 四、邻区采掘情况 一采区为矿井首采区,邻近区无采动。 第三章 采区地质特征 一、地质构造 井田范围内总体呈褶皱构造,发育有S1向斜和S2背斜。 S1向斜:向斜轴位于井田东部,在井田北部轴向为北西向,在井田南部为南西向,倾伏方向向北,轴长约3300m,向斜轴由钻孔工程控制。两翼倾角约3°—4°。地表见出露。 S2背斜:背斜轴位于井田西部,在井田北部轴向为北西向,在井田南部为南西向,背斜轴由钻孔工程及井下开采控制。西翼较缓,倾角约2°—3°,东翼较陡,倾角约3—5°。地表见出露。 井田内未发现断层及陷落柱,也没有岩浆岩的侵入。 综上所述:井田构造属简单类。 4号煤位于山西组下部,下距5号煤层0.90—2.30m,平均间距1.40m,煤层厚度达0.78—2.03m,平均1.73 m。煤层结构较简单,一般不含夹矸或含一层夹矸,局部含2层夹矸,该煤层全井田范围可采,但局部厚度变化较大,如11号孔厚度变薄为0.78 m,而其余孔点均在1.40 m以上.总体属全井田稳定可采煤层.煤层直接顶板大多为泥岩、细砂岩,局部为砂质泥岩或粉砂岩。底部大都为泥岩、砂质泥岩,局部为粉砂岩。 = 2 \* GB4 ㈡煤质 一、煤的物理性质和煤岩类型 1、煤的物理性质及宏观煤岩类型 各煤层的物理性质基本相同,玻璃光泽为主,少数为强玻璃光泽;条痕色多为黑色或黑褐色;条带状结构,层状构造;断口为阶梯状和贝壳状;性脆易碎。 宏观煤岩类型多为半亮型煤,光亮型和半暗型煤次之,局部亦有暗淡型煤。 2、显微煤岩特征 据原地质报告资料,各可采煤层的有机显微组分均以镜质组为主,其次为丝质组,半镜质组,稳定组极少。镜质组以均质镜质体和基质镜质体为主,其次为胶质镜质体;丝质组以氧化丝质体为主,呈碎屑状、透镜状分布;稳定组由小孢子体和角质体组成。 无机显微组分以粘土类为主,硫化物次之,少量的碳酸盐类。粘土类主要以充填细胞腔的形式存在,有时较集中呈透镜状;硫化物以草莓状、星点状分布;碳酸盐类呈块状分布或裂隙充填方式存在。 二、化学性质和工艺性能 4号煤层: 水分(Mad):原煤0.56—1.08%,平均0.83%,浮煤0.29—0.77%,平均0.61%。 灰分(Ad):原煤12.26—21.22%,平均17.27%;浮煤5.33—13.00%,平均8.07%。 挥发分(Vdaf):原煤28.43—32.22%,平均30.32%;浮煤22.87—34.46%,平均28.38%。 全硫(St.d):原煤0.49—0.93%,平均0.65%;浮煤0.62—0.81%,平均0.69%。 发热量(Qgr,d):原煤27.61—31.53MJ/kg,平均29.55 MJ/kg; 浮煤33.02MJ/kg。 焦渣特征(CRC):原煤5—7,平均6;浮煤5—7,平均6。 粘结指数(GR.I):71.3—101.4,平均91.1。 胶质层厚度(Y):18.0—37.0mm,平均28.4mm。 元素分析: 碳(Cdaf):原煤86.62—87.12%,平均86.84%,浮煤85.31—88.97%,平均87.66%; 氢(Hdaf):原煤5.19—5.29%,平均5.24%,浮煤4.38—5.27%,平均4.92%; 氮(Ndaf):浮煤1.30—1.61%,平均1.48%; 氧(Odaf):浮煤3.86—8.09%,平均5.43%。 另据该公司井下开采中巷道采样化验资料: 水分(Mad):原煤0.28%; 灰分(Ad):原煤21.54%; 挥发分(Vdaf):原煤31.70%; 全硫(St.d):原煤0.55%; 焦渣特征(CRC):原煤7。 三、瓦斯、煤层及煤的自然发火倾向等其它地质因素 1、瓦斯 4号煤层,据山西省安全生产监督管理局晋安监煤字[2007]77号文(关于吕梁市兴县关家崖煤矿等九座煤矿2006年度矿井瓦斯等级鉴定的批复),2006年度瓦斯鉴定结果为:瓦斯绝对涌出量1.64 m3/min,相对涌出量8.75 m3/t,属低瓦斯矿井。 2、煤尘 据2008年6月20日山西省煤炭地质研究所对山西临县华烨煤业有限公司(原临县新民焦煤有限公司1号井)4号煤层煤尘爆炸性进行了测试,测试成果见表3—1。 煤尘爆炸性测试成果表 表3—1 煤层 采样地点 火焰长度(mm) 加岩粉量(%) 有无爆炸性 测试单位 4号 原临县新民焦煤有限公司1号井井下工作面 >400 80 有 山西省煤炭工业局综合测试中心 从表3—1看出,4号煤尘有爆炸危险性。 3、燃的自燃倾向性 在对4号煤层煤尘爆炸性进行测试的同时也对4号煤的自燃倾向性进行了测试,测试结果4号煤层吸氧量为0.6226cm3/g,自燃等级为Ⅱ级,属自燃煤层。 4、地温 据三交详查资料在整个三交区内通过测井进行简易测温,恒温深度在50—60m,常温在14℃—15℃之间,平均地温梯度为2.1℃/100m,未发现热异常带。 四、水文地质 按《华烨煤矿水文地质类型划分报告》判定,该采区水文地质勘探类型应为简单型,属于以裂隙、地表露头渗流水为主,总体来说,水文地质条件简单,地表水和地下水对矿井开采影响不大。 = 1 \* GB4 ㈠含水层、隔水层的划分 井田内的含水层按其含水性、含水类型及水力特征,可划分为五个含水层和四个隔水层。 1、含水层 = 1 \* GB2 ⑴第四系全新统砂砾层孔隙潜水含水层,为井田第一含水层。 = 2 \* GB2 ⑵石炭系太原组石灰岩岩溶裂隙含水层组,为井田第二含水层。 = 3 \* GB2 ⑶二叠系山西组砂岩裂隙含水组,为井田第三含水层。 = 4 \* GB2 ⑷二叠系石盒子组砂岩裂隙含水层组,为井田第四含水层。 = 5 \* GB2 ⑸第四系及上第三系孔隙含水层组,为井田第五含水层。 其中:第二含水层、第三含水层对本采区开采有影响;其余含水层与煤层的间距大,对矿井开采基本无影响。 2、隔水层 = 1 \* GB2 ⑴山西组隔水层,为井田第一隔水层。 = 2 \* GB2 ⑵本溪组隔水层,为井田第二隔水层。 = 2 \* GB4 ㈡断裂构造的含水性及对矿井充水的影响 井田内构造简单,主要为一单斜构造,地层倾角平缓,根据目前井下开采情况来看,构造对井田内煤层开采条件影响不大。 = 3 \* GB4 ㈢矿井水文地质特征和充水因素分析 1、地表水对矿井开采的影响 井田内各沟谷除北部较大沟谷有微小泉流外,其余沟谷平时基本无水,只有雨季时,才汇集洪水,展转向西流入湫水河,然后向西南汇入黄河,属黄河流域湫水河水系。 由此可得出,矿井开采时地表水对矿井不会造成危害。 2、地下水对矿井开采的影响 本井田属区域岩溶水的迳流区,岩溶水向南排向柳林泉。 二叠系含水层在裸露区接受大气降水补给和季节性河流补给后,顺岩层倾向迳流,在沟谷中出露时以侵蚀下降泉的形式排泄,下部含水层中地下水则一直沿岩层倾向迳流,部分则以矿坑排水的方式排泄。 = 4 \* GB4 ㈣采区涌水量预计 采用富水系数比拟法对矿井达到120万吨生产能力时的涌水量正常涌水量为80m3/h最大涌水量为166m3/h. 第四章 采区开采 根据《矿井开采初步设计》(2011年1月),一采区的开采方案为: 为尽快达到投产和满足设计生产能力应优先布置距离较短的综采工作面。 第一节 采区准备方式 沿井田西部边界大体南北方向重叠布置一、二水平三条采区主要大巷。辅助水平三条采区主要大巷在井田西部边界与一、二水平主要大巷重叠布置,利用一水平轨道大巷补打上山暗斜井与2号煤层二采区轨道大巷连通,利用一水平运输大巷补打进风行人斜巷与2号煤层二采区运输大巷连通。在2号煤层回风立井底补打2号煤层集中回风巷通2号煤层二采区回风大巷,在4号煤层南上仓皮带巷中做通向2号煤层的溜煤眼与2号煤层二采区运输大巷连通。全井田以两个水平、一个辅水平进行开拓。主斜井、副立井、回风立井均不再延深,一、二水平大巷采用暗斜井的连接方式。一、二水平、辅助水平共用一个井底煤仓。 4号煤层一采区煤厚1.91-2.10m,平均厚2.0m,属中厚煤层,地层倾角平缓,一般4-6°倾斜,井田内未发现断层或无炭柱构造,煤层的顶底板均为易于管理的岩层,开采技术条件优越 第二节 采区巷道布置 全井田一水平划分为两个采区,首采区为一水平4号煤一采区,南北长1300m,东西宽1400m。一采区大体南北方向沿4号煤层布置一组三条一水平大巷,即运输大巷、轨道大巷、回风大巷。运输大巷直接连通井底煤仓,轨道大巷通过集中轨道大巷连通副立井井底车场,回风大巷通过集中回风大巷与回风立井相通。 开采顺序 本着经济效益和高瓦斯安全管理的考虑从投产达效角度出发采用采区后退式开采可以克服高瓦斯管理困难锚喷巷道的经济成本低于其他形式的经济成本。所以优先布置工作面在4102比较科学合理。 第四节 生产系统 一、生产系统 1、运煤系统 工作面→运输顺槽→一采区运输大巷→溜煤眼→主斜井→地面 2、运料系统 = 1 \* GB2 ⑴上井路线 工作面→回风顺槽→一采区轨道大巷→集中轨道大巷→井底车场→副立井(主斜井) = 2 \* GB2 ⑵下井路线 副立井(主斜井)→井底车场→集中轨道大巷→一采区轨道大巷→回风顺槽→工作面及其它用料地点。 3、防尘供水系统 = 1 \* GB2 ⑴地面1000m3蓄水池→主斜井→一绕道→一采区轨道大巷→工作面 4、排水系统 工作面 自流 顺槽 小水泵 一水平轨道大巷(五联巷水仓) 水泵 井底水仓吸水井 泵房水泵 管子道 管道 主斜井 管道 地面水池。 5、压风系统 地面压风机站→主斜井→一绕道→一采区轨道大巷→工作面 6、监测系统 7、通风系统 副立井(主斜井)→井底车场→集中轨道大巷→一水平轨道大巷(运输大巷)→运输顺槽→工作面→回风顺槽→一水平专用回风大巷→集中回风大巷→新回风立井。 8、供电系统 详见供电设计 五、避灾路线、发生水灾时的避灾路线: 工作面→工作面运输(回风)顺槽→一水平轨道大巷(运输大巷)→集中轨道大巷→井底车场→副立井(主斜井) 2、发生火灾及瓦斯煤尘爆炸事故时,所有人员要立即佩戴好自救器,采取迎风原则进行撤离,具体避灾路线为: 工作面→工作面运输顺槽→一水平轨道大巷(运输大巷)→集中轨道大巷→井底车场→副立井(主斜井) 3、工作面发生冒顶事故时,如果威胁人员安全或因冒顶堵塞通风,人员要撤到安全地点,待恢复好通风,并采取其它安全措施后方可进入事故地点处理。处理冒顶事故时,现场必须由工(班)长统一指挥,并有区管技干部现场盯岗。 发生上述灾害时,现场管理人员要亲自指挥按避灾路线(采用就近的原则)撤人,清点人数,并及时、迷宫式密封圈的规格有哪些。准确地向矿业公司调度室再向队值班室汇报。如果发生伤亡事故,必须先向矿调度室再向区值班室汇报,并在现场积极组织抢救。 第五节 采区储量、采煤方法、机械装备及采区参数 一、采区储量 4号煤现可采储量为950万吨 二、采煤方法 采用走向长壁后退式采煤法,顶板管理采用自然垮落法。 1、回采工艺 根据工作面两条顺槽支护断面规格,及工作面支架选型情况,确定工作面采高为1.83m。 = 1 \* GB2 ⑴煤层工作面,采用综合机械化一次采全高回采工艺。 回采工艺流程:割煤→伸前梁→移架→移溜。 三、采掘机械 1、采煤机械 = 1 \* GB2 ⑴工作面采煤机:MG250/600-AWD型采煤机,电机总功率600KW。采煤机技术特征见下表。 采煤机主要技术特征表 设备型号 采煤高度(m) 滚筒直径(mm) 截煤深度(mm) 牵引速(m/min) 电机功率(KW) 电压等级(KV) MG250/600-AWD 1.6-2.6 1600 800 0-7.3 600 1140 2)刮板输送机 选矿方已订货与采煤机相配套的刮板输送机型号为SGZ764/400型端卸刮板输送机,其技术特征见下表。 刮板输送机技术特征 型号 设计 长度 (m) 输送量 (t/h) 刮板 链速 (m/s) 电动机 中部槽 机 头 采煤机 牵引 方式 质量 型号 功率(KW) 电压 等级(V) 长×宽×高(mm) 卸载 方式 最大尺寸 长×宽×高 (mm) 单件重 (kg) SGZ764/400 220 700 1.05 YBSD-315 2×200 1140 1500×764×305 端卸 3139×2160×1344 8294 无链 139T 3) 转载机、破碎机、可伸缩胶带机 转载机选用煤矿已订货SZB764/160型刮板转载机,输送能力1000t/h,电机功率160KW; 破碎机选用PCM-1000型破碎机,过煤能力1000t/h,电机功率110KW; 顺槽可伸缩带式输送机选DSJ100/63/2×75型1台,运量630t/h,带宽1000mm,带速2.5m/s,电机功率2×75KW。 其技术特征见下表。 刮板转载机技术特征 型号 长度(m) 输送 能力(t/h) 刮板 链速(m/s) 机头尺寸 爬坡性能 中部槽 长×宽×高 (mm) 电动机 行走 方式 高度(mm) 宽度(mm) 爬坡 角度(°) 爬坡 长度(mm) 爬坡 高度(mm) 型号 功率(KW) 电压(V) SZZ764/160 45 1000 1.24 1736 1982 12 5500 1930 1500×764×305 KBY500/160 160 1140 骑带 破碎机技术特征 型号 过煤 能力 (t/h) 破碎 能力 (t/h) 最大输 入块度 (mm) 最大输 出块度 (mm) 电动机 功率 (KW) 煤流间隙 调整范围(mm) 外形尺寸 长×宽×高 (mm) 破碎机 总重 (t) 使用范围 PCM1000 1000 600 1000×650 40-370 110 150-350 3540×1741×1785 11.9 SZZ764/160配套 可伸缩带式输送机技术特征 型 号 输送量(t/h) 输送 长度(mm) 带速(m/s) 输送 倾角(°) 输送带 电动机 机头尺寸 长×宽 (mm) 质量(t) 带宽(mm) 抗拉 强度(KN/m) 贮带 长度 (m) 型号 功率 (KW) 电压(V) DSJ100/63/2×75 630 1300 2.5 ±3° 1000 100 YSB-75 2×75 660/1140 2646×1705 120 4)液压支架 综采工作面的采煤机及配套的运输、转载、破碎设备选择后,则工作面的支护设备是保证工作面设备正常运行和安全生产的关键设备。工作面液压支架的支护强度按8倍采高经验公式计算后选择。 P=8·M·r·9.81Mpa 式中:P——支架单位面积上的载荷能力,(Mpa); M——开采的4号煤最大厚度,2.10m; r——顶板岩石的容量,2.62t/m3; P=8×2.10×2.62×98×10-3=0.43Mpa。 综采工作面支架选ZY4000/14/26掩护式液压支架,支护高度为1.4-2.6m,初撑力为3091KN,工作阻力4000KN,支护强度0.6-0.7MPa,自重为12.5t/架,最大控顶距5.4m,最小控顶距4.6m,适合4号煤层赋存条件的要求。配套装备ZYG4000/14/32型过渡支架,工作阻力4000KN,用于上、上顺槽端头处支护之用,各配3架,计6架。上、下顺槽选用DZ28单体液压支柱配L=4000mmπ型梁进行超前支护,支护长度20m。液压支架的主要技术特征见下表。 掩护液压支架主要技术特征表 产品型号 工作阻力(KN) 初撑力(KN) 支护高度(m) 支架宽度(m) 支护强度(Mpa) 对底板 比压(Mpa) 单架重量 ZY4000/14/26 4000 3091 1.4-2.6 1.5 0.6-0.7 1.37/1.69 12.5 过渡掩护液压支架主要技术特征表 产品型号 工作阻力(KN) 初撑力(KN) 支护高度(m) 支架宽度(m) 支护强度(Mpa) 对底板 比压(Mpa) 单架重量 ZYG4000/14/32 4000 3091 1.4-3.2 1.5 0.53-0.68 1.25-1.70 13.5 5)乳化液泵 乳化液泵站应与设计选用的液压支架、端头支架以及单体液压支柱相匹配,满足工作的公称压力及公称流量的要求,为此选用了BRW315/31.5型乳化液泵站,其主要技术特征见下表。 乳化液泵站主要技术特征 产品型号 公称压力(Mpa) 公称 流量(L/min) 电动机 外形尺寸 长×宽×高(mm) 配套液箱 (型号) 质量(kg) 功率(KW) 转速(r/min) BRW315/31.5 31.5 315 200 1470 244×5970×980 RX2500 2600 6)喷雾泵 选与采煤机配套的BPW315/6.3型喷雾泵站。其流量315L/min,压力6.3MPa。 喷雾泵站主要技术特征 产品型号 公称压力(Mpa) 公称 流量(L/min) 电动机 外形尺寸 长×宽×高(mm) 质量(kg) 备注 功率(KW) 转速(r/min) 电压(V) BPW315/6.3 6.3 315 45 除上述主要采煤配套设备之外,还配有煤电钻、探水钻、注水钻、注水泵、小水泵、调度绞车、π型梁等辅助配套设备,不再一一列表说明。 = 1 \* GB2 ⑴机掘: = 1 \* GB3 ①掘进机:EBZ160悬臂式(紧凑型)掘进机 表4-19 EBZ160悬臂式(紧凑型)掘进机主要技术参数 机体参数 整机参数 总体长度 9.4m 铲板部 转载形式 三齿星轮式 总体宽度 2.9m铲板 /2.48机宽 转载宽度 2.9m 总体高度 1.62m 耙爪转数 27rpm 卧底深度 206mm 转载能力 3.5m3/min (最大) 爬坡能力 ±18° 原动机 马达10.7kW (2台) 可截割硬度 /经济截割硬度 80/60MPa 第一 运输机 形式 双边链刮板式 总重 45t 溜槽断面尺寸 0.54m(宽) ×0.35m(高) 截割范围 高度 4.7m 链速 56m/min 宽度 5.6m 运输能力 3.5m3/min (最大) 面积 26m2 原动机 马达9.5kW (2台) 截割部 截割头形状 圆锥台式 行走部 形式 履带式 截割头转数 46/23rpm 履带宽度 600mm 截割头伸缩量 550mm 制动方式 片式制动 电动机 160/100kW-4/8P隔爆, 双速切换,水冷方式 对地压强 0.14MPa 喷雾 内、外喷雾方式 行走速度 0-9m/min 或0-7m/min 原动机 马达27.5kW (2台) 水系统 水量 30-100L/min 外喷雾水压 2.8MPa 内喷雾水压 3MPa 液压系统 二联泵(变量泵) 145/95ml/r或145/105ml/r或160/95ml/r 1台(主机) 液压马达 行走部(cc/rev) 107 2台 铲板部(ml/r) 1300 2台 第一运输机部(ml/r) 400 2台 液压油缸 截割头伸缩油缸 1-125×80×550 截割头回转油缸 2-160×100×655 截割头升降油缸 2-180×110×543 铲板油缸 2-200×110×130 后支撑油缸 2-180×110×230 一运张紧油缸 8MPa 行走张紧油缸 10MPa 油缸 16MPa 行走 25MPa 一运 18MPa 星轮 18MPa 主泵流量 ≥300L/min = 2 \* GB3 ②运煤设备:SGB-620/40T刮板输送机或DJS80/40/2×90可伸缩带式输送机。 = 2 \* GB2 ⑵炮掘 运煤(矸)设备:P60B型耙斗机、固定箱式矿车或SGB-620/40T刮板输送机或DJS80/40/2×90可伸缩带式输送机。 表4-20 SGB-620/40T刮板输送机主要技术参数 序号 技术特征 SGB-620/40T SGB-620/40×2 1 输送量(t/h) 150 150 2 出厂长度(m) 100 160 3 机头高度(mm) 620 620 4 链速(m/s) 0.86 0.86 5 电动机 型号 DSB-40 DSB-40×2台 功率(kW) 40 40×2台 转数(r/min) 1470 1470 电压(V) 660/380 660/380 6 液力偶合器 型号 YOXD400S型 YOXD400S型×2台 额定功率(kW) 40 40×2台 工作液体 水 水 注水量(L) 9 9 7 刮板链 型式 边双链 边双链 规格(mm) 18×64 18×64 破断负荷(kN) ≥350 ≥350 8 减速器传动比 1:24.564 1:24.564 9 中部槽长×宽×高(mm) 1500×620×180 1500×620×180 10 总重(t) 17.6 28.1 表4-21 DJS80/40/2×90可伸缩带式输送机主要技术参数 序号 项目 单位 数值 序号 项目 单位 数值 1 输送量 t/h 400 8 偶合器 型号 YOXD450 2 输送长度 m 1500 9 输送带 宽度 mm 800 3 带式速度 m/s 2.0 强度 kN/m 617.5 4 主电动机 型号 DSB-90 10 换向滚筒直径 mm 机头(尾)Φ400 功率 kW 2×90 mm 带仓Φ320 转速 r/min 1470 11 托辊直径 mm Φ108 5 储带长度 m 100 12 机尾外形尺寸 mm 17089×1394×703 6 机头传动装置外形尺寸 mm 3994×2077×1697 13 与转载机搭接最大行程 m 12 7 减速器 型号 DSP1040/800 i=23.55 14 传动滚筒直径 mm Φ630 表4-22 P60B型耙斗机技术特性 生产能力(m3/h) 70~110 电动机型号 YB1330 钢丝绳直径(mm) 15.5 耙斗容积(m3) 0.6 电压(V) 380/660 机重(t) 6.7 主绳牵引力(kN) 23.3~32.7 功率(kW) 30 适用巷道净断面(m2) >9 轮距(mm) 600 气缸推力(kN) 6.9 适用巷道净高(m) >2.5 外形尺寸(长×宽×高)(mm) 6450×1500×2000 表4-23 固定箱式矿车规格特征 矿车型号 容积 (m3) 名义 载重 (t) 外形尺寸(mm) 轨距 (mm) 轴距 (mm) 自重 (kg) 长 宽 高 MG1.7-6A 1.7 1.5 2400 1050 1200 600 750 718 四、采区参数 1、采区生产能力及服务年限 = 1 \* GB2 ⑴回采工作面生产能力 式中 A--工作面日产量,t/d; L—工作面长度,210m; L1—工作面日进度,日进度4.8m/d; M—采高,煤层平均厚度1.73m; γ—煤的视密度视密度1.42t/m3; C—工作面回采率,95%。 得 A=2352.44(t/d) = 2 \* GB2 ⑵采区生产能力及服务年限 采区服务年限按下式计算 T=Zk/A/k=950/100/1.4=6.7a Zk-4号煤可采储量 A-采区设计生产能力 K-储量备用系数,取1.4 经计算一采区4号煤服务年限为6.7年。 2、采区及工作面回采率 《煤炭工业矿井设计规范》中规定采煤工作面回采率:厚煤层不应小于93%;中厚煤层不应小于95%;薄煤层不应低于97%。 《煤炭工业矿井设计规范》中规定采区回采率:厚煤层不应小于75%;中厚煤层不应小于80%;薄煤层不应低于85%。 = 1 \* GB2 ⑴工作面回采率 厚度1.3~3.5m的煤层工作面回采率取95%;厚度3.5m以上煤层工作面回采率取93%。 = 2 \* GB2 ⑵采区回采率 表4-1 一采区四煤层采出煤量及煤层动用储量统计表 煤层编号 采出煤量 动用储量 煤4 950万吨 950万吨 3、煤柱留设 源通煤矿设计研究院《华烨煤业有限公司安全专篇》,提出的煤柱留设方法是: 本井田为相对独立的井田,据国内矿井生产经验,井田边界留设20m宽,断层安全煤柱留设为36m宽、水平大巷留设35m宽安全煤柱。停采线米。 煤层大巷、上下山两侧各留35m宽保护煤柱,但以后可回采。 第五章 采区辅助运输设计 采区内主要辅助运输包括:铺设22Kg/M钢轨和安装调度绞车进行辅助运输 第六章 “一通三防”设计 第一节 通风设计 1、通风方式:全负压通风 2、工作面风量计算 ⑴按气象条件确定需要风量,其计算公式为: Qcf=60×70%×Vcf×Scf×kch×kcl =60×70%×1.0×〔(3.64×2.1+3.3×2.1)/2〕×1.1×1.1 =370.33 m3/min 式中: Vcf--采煤工作面的风速,按采煤工作面进风流的温度从表一中选取,1.0m/s; Scf--采煤工作面的平均有效断面积,按最大和最小控顶有效断面的平均值计算,m2; Kch--采煤工作面采高调整系数,取1.1; Kcl--采煤工作面长度调整系数,取1.1; 70%--有效通风断面系数; 60--为单位换算生产的系数; ⑵按瓦斯涌出量确定需要风量,其计算公式为: Qcf=100×qcg×kcg =100×0.26×1.2 =31.2m3/min 式中: qcg--采煤工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量,m3/min; kcg--采煤工作面瓦斯涌出不平均的备用风量系数,取1.2; 100--按采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1%的换算系数。 ⑶按二氧化碳涌出量确定需要风量,其计算公式为: Qcf=67×qcc×kcc =67×0.41×1.2 =32.964m3/min 式中: qcc--采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量,m3/min.; kcc--采煤工作面二氧化碳涌出不平均的备用风量系数,取1.2; 67--按采煤工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5%的换算系数。 经上述计算,工作面风量取其最大值,即按气象条件确定需要风量进行计算的Qcf=370.33m3/min ⑷工作面风量验算: 按采煤工作面同时作业人数验算: Qcf≥4Ncf K ≥4×48×1.25 ≥240m3/min 式中 Ncf--采煤工作面同时工作的最多人数;(取循环作业劳动组织设计人数) 4--每人每分钟需风量,m3/min。 1.25--备用系数; 根据采煤工作面同时作业人数验算:Qcf≥240m3/min,符合要求 (a)验算最小风量 Qcf≥60×0.25Scb ≥60×0.25×5.35×70% ≥56.18m3/min Scb=lcb×hcf×70% (b)验算最大风量 Qcf≤60×4.0Scs ≤60×4.0×4.85×70% ≤814.80m3/min Scs=lcs×hcf×70% 式中: Scb--采煤工作面最大控顶有效断面积,m2; Scs--采煤工作面最小控顶有效断面积,m2; lcb--采煤工作面最大控顶距,m; hcf--采煤工作面实际采高,m; 70%--有效通风断面技术,m /s。 60×0.25Scb≤Qcf≤60×4.0Scs 56.18≤370.33≤814.8 根据上述验算,工作面选取风量370.33m3/min,即可满足要求。 第二节 防灭火设计 1、消防设施设置: ⑴砂箱设置:皮带机头、储油点和干变处设置砂箱,砂量≥0.2m3。砂箱处配置两把消防锹。 ⑵灭火器设置:皮带机头、机尾、储油点、主要电器设备地点和干变处设置2具灭火器;灭火器置于应设地点20m范围内的进风侧地点,吊挂高度便于摘取。 ⑶防火门位置的选定及技术要求: 风道距1010皮带正眼交叉口以里10-15m处,运道位于储带仓后10-15m处构制好防火门墙。工作面投产前,风道及运道按选定的防火门位置构筑好防火门墙,并储备2.0m3消防砖及0.3m3沙子。 防火门墙体厚度≥600mm;墙体四周掏槽与巷壁接实;防火门断面符合行人、通风和运输要求;封闭防火门所用的板材要逐次编号排列,其厚度不得小于30mm,拆口宽度不小于20mm,并要外包铁皮,专人负责定期进行检查,发现变形或丢失及时更换或补充。 2、外因火灾防灭火安全技术措施 ⑴皮带输送机必须使用阻燃皮带,皮带托辊保持运转灵活,浮煤随时清理,严禁托皮带。皮带机头安装速度保护、煤位保护、烟雾保护以及温度保护(自动喷雾装置)。 ⑵井下禁止使用汽油、煤油。井下使用的润滑油、棉纱等必须在盖严的铁桶内存放,用过以后不得乱扔、乱放、乱倒 ⑶电器设备在使用中应保持良好的防爆、防火花性能。电缆接头严禁有“羊尾巴”、“鸡爪子”、明接头。 ⑷外因火灾灭火措施:如有发火现象或发生火灾时要立即停止一切作业行为,汇报调度室,并由现场班组长和管理人员及时组织人员进行处理,可利用灭火器和静压水直接灭火。火焰较大时,严禁用静压水直射火焰的内焰;电器着火时,在没有断电情况下严禁用水灭火,着火时采掘电钳工要在最短时间内给电器断电。现场无法处理时采取就近原则,按避灾路线迅速将工作面人员撤离到安全地点,清点人数后将现场情况准确的汇报公司调度室,待调度室作出指示后,现场认线、内因火灾防灭火安全技术措施 = 1 \* GB2 ⑴煤层自燃征兆: ①巷道壁“出汗”,湿度增加。(温度在50℃以下时,参与反应的氧有40%被变成水蒸气) ②闻到芳香族气体味。(主要是戊烷、己烷、乙烯、苯等碳氢化合物混合冷却后出现的气味——煤油味、汽油味、煤焦油味、松节油味等) ③火区出水与空气温度较高。 ④人体感觉不舒服。(有毒气体的影响,如闷热、周身不适、汗水直流、头疼、过度兴奋或昏昏欲睡、四肢无力、皮肤接触空气部分疼痛等) = 2 \* GB2 ⑵矿煤层自燃发火标志气体为CO,在工作面风道口以里10~15m安设CO及温度传感器,利用安全监测系统传感器对工作面回风巷道的CO及温度情况进行连续监测。要保护好传感器及吊挂线路,以防损坏。若发现气体发生变化,如出现CO并呈上升趋势时,可判断有高温点产生,就要每班监测,并采取相应措施。 第三节 防瓦斯设计 1.安全监测系统 传感器安装均采用带有“MA”标志的传感器。 ⑴监测信号传输系统: 工作面→1035斜井→1048大巷→副井→地面监测机房。 通讯电缆规格:MHYV4×1mm2专用电缆。 ⑵瓦斯传感器的安装: 瓦斯传感器型号KJ101-45B,在回风顺槽距工作面≤10m处安装瓦斯传感器T1,距1010皮带正眼口10~15m处安装瓦斯传感器T2,吊挂标准:距顶板≤300mm,距巷帮≥200mm。工作面上隅角老塘侧最后一颗单体液压支柱上部吊挂便携式瓦斯报警仪T0。 传感器T1的报警浓度≥1.0%,断电浓度≥1.5%,复电浓度1.0%,断电范围:工作面及其进回风巷内全部非本质安全型电气设备。 传感器T2的报警浓度≥1.0%,断电浓度≥1.0%,复电浓度1.0%,断电范围:工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。 便携式瓦斯报警仪T0报警浓度≥1.0% ⑶一氧化碳传感器的安装: 一氧化碳传感器型号KJ101-CO,回风顺槽在距1010皮带正眼口10~15m处安装1台,吊挂标准:距顶板≤300mm,距巷帮≥200mm。其报警浓度为≥0.0024%。 ⑷温度传感器的安装: 温度传感器型号KGW10,回风顺槽在距1010皮带正眼口10~15m处安装1台,吊挂标准:距顶板≤300mm,距巷帮≥200mm。其报警值为30℃。 ⑸监控分站的安装: 监控分站型号KJ101N-F1。 ⑹保护好监测传感器,及时吊挂线路,随工作面推进及时外倒,以防损坏。班长开工前先要检查瓦斯传感器完好情况,只有确认无问题后,方可开工工作。妥善保护好瓦斯传感器和线路,发现问题及时先向通风区和调度室汇报在汇报队值班室。T0鼓掌更换 ⑺工作面在运道转载机头、液压泵站、运道皮带机头及风道电站分别设置通讯电话,运道转载机头电线. 工作面风道、运道出口毛窝要及时掏。掏窝作业时,先检查风道毛窝内的瓦斯浓度,浓度大于1%时,禁止掏窝,防止产生的火花引爆毛窝内的瓦斯。 3.工作面隅角吊挂风帐: 当工作面隅角瓦斯浓度达到0.4%及以上时,工作面上隅角安设风帐。风帐遮挡面积为工作面控顶面积的1/3~2/3,吊挂要求:风帐要求上、下端与出口、上下端距离不大于200mm;风帐边要求一端引至工作面,另一端距老塘≤500mm,角度45°。 4.各种设备保持完好,消灭失爆。 5.瓦斯涌出量较大时,工作面做运道出口以及机机头替超前人员在将椭圆销子打上劲时使用专用防爆铜锤,避免出现火花。 6.严格按照安全监测系统管理的有关规定组织生产,发生监测系统报警后,要停止一切作业行为,汇报公司调度室并在现场积极按照措施进行处理,如采取措施后未能解除报警,应由现场管技干部及工班长组织作业人员按照就近原则撤离到安全地点,点清人数后,将现场情况如实汇报公司调度室,等待调度室指示,当调度室指示后应认线.使用矿井安全监测系统、瓦斯断电仪等设备,当瓦斯浓度超过规定而切断电气设备的电源后,现场班(组)长不可强行送电,任何时候都严禁甩开安全监控设备的电源。停电时,要通知瓦斯检查人员检查瓦斯,经同意后可以复电时,瓦斯检查人员向矿业公司调度室汇报,调度室再通知配电室恢复供电。 第四节 防尘设计 1.风道、运道安设灭尘供水管路,皮带巷每50m,轨道巷每100m安一个三通阀门,并配备足够长度的灭尘软管。控制瓦路便于开关,坚持每天冲洗一次风道、运道巷帮。工作面及外围巷道不准有厚度超过2mm,连续长度超过5m的煤尘堆积。 2.采煤机必须安装内、外喷雾装置。嶻煤时必须喷雾降尘,内喷雾压力不得小于2MPa,外喷雾压力不得小于1.5MPa,喷雾流量应与机型匹配。如果内喷雾装置不能正常工作,外喷雾压力不得小于4MPa。无水或喷雾装置损坏时必须停机。 3.掘进机作业时,应使用内、外喷雾装置,内喷雾装置的使用水压不得小于3MPa,外喷雾装置的使用水压不得小于1.5MPa;如果内喷雾装置的使用水压小于3MPa或无内喷雾装置,则必须使用外喷雾装置和除尘器。 4.液压支架安装架间喷雾装置。由机尾向下第5组支架开始每隔5组支架设置1道喷雾装置,每道喷雾装置至少2个喷嘴,移架时喷雾能封闭全断面,抑制煤尘飞扬。 5.工作面运道安设一道风流净化水幕;风道安设2道净化风流水幕,第一道距安全出口不大于30m,两道水幕间距不大于50m。水幕喷嘴损坏或堵塞时必须及时更换和处理,且喷雾时能够封闭全面、雾化好。运道水幕的下风侧300~500mm处设防尘帘。防尘帘必须封闭全断面。 6.输送机转载点等产尘地点,安设喷雾装置,作业时进行喷雾降尘。喷雾装置的喷嘴采用铜质等不锈材料,雾化效果好。 7.加强个体保护,主要工种必须配戴防尘口罩。 8.风道及运道距工作面60~200m安设30 L×70个隔爆水槽,并且挂牌编号管理。隔爆水槽间距沿走向1.2~3.0m,四角挂平,隔爆水槽要注满水,不许有杂物,如有损坏,及时更换。隔爆水槽距顶量及两帮的间距离≥100mm,水槽距离轨道面不小于1.8m。 表6-1 加压泵技术特征表 表6-2 喷雾洒水降装置的水压和流量表 设备和地点 水压≥(Pa) 流量≥(L/min) 采煤机 3.0×106 250 掘进机 3.0×106 30-100 转载、装载点 3.9×105 4 工作面高压喷雾 1.5×106 30 净化空气降尘水幕 3.9×105 4.5 冲洗巷道的供水 3.9×105 18 第七章 防排水设计 第八章 液压系统设计(液压泵站流量计算和选型) 1、泵站的额定流量应能满足支护和推移设备的推移速度要求,所需流量 Q=Q0××K = Q0×4.15/1.5×1.2 =3.32Q0(L/min)………………………………………………⑴ 式中: Q0—每组支护、推移设备完成一个动作循环所需液量,L; V—采煤机最大工作牵引速度,取4.15m/min; L—支架中心距或推移装置间距,取1.5m; K—管路漏损、工人操作等影响系数,经验值K=1.1~1.3,这里取1.2。 2、每组支护、推移设备完成一个动作循环所需液量Q0计算:(仅考虑升柱、降柱、移架、移溜四个主要动作,且按全程升、降立柱计算) ①四立柱升柱(伸出)所需供液量 ΔV=nлD2h/4 ΔV1=4×3.14×0.182×0.986/4≈0.10031(m3)=100.31(L) ΔV2=4×3.14×0.252×0.564/4≈0.11069(m3)=110.69(L) ΔV=ΔV1+ΔV2=211(L) 式中: n—立柱根数,4根; D—立柱缸径,180/250mm; h—升柱行程,986/564mm。 ②两立柱降柱(收缩)所需供液量 ΔVj=nл(D2- Dh12)h/4 ΔVj1=4×3.14×(0.182-0.162)×0.986/4≈0.02105(m3)=21.05(L) ΔVj2=4×3.14×(0.252-0.232)×0.564/4≈0.01700(m3)=17.00(L) ΔVj=ΔVj1+ΔVj2=38.05(L) 式中: Dh1—立柱活柱外径,160/230mm。 ③推移千斤顶移架(收缩)所需供液量 ΔVty=ntл(Dt2- Dt12)ht/4 =1×3.14×(0.162-0.1052)×0.9/4≈0.01033(m3)=10.33(L) 式中: nt—推移千斤顶根数,1根; Dt—推移千斤顶缸径,160mm; Dt1—推移千斤顶活柱外径,105mm; ht—推移千斤顶行程,900mm。 ④推移千斤顶顶溜(伸出)所需供液量 ΔVd=ntлDt2ht/4 =1×3.14×0.162×0.9/4≈0.01809(m3)=18.09(L) 式中: nt—推移千斤顶根数,1根; Dt—推移千斤顶缸径,160mm; ht—推移千斤顶行程,900mm。 = 5 \* GB3 ⑤拉后溜千斤顶拉后溜(收缩)所需供液量 ΔVL=nLл(DL2- DL12)hL/4 =1×3.14×(0.1252-0.0852)×0.9/4≈0.00593(m3)=5.93(L) 式中: NL—拉后溜千斤顶根数,1根; DL—拉后溜千斤顶缸径,125mm; DL1—拉后溜千斤顶活柱外径,85mm; HL—拉后溜千斤顶行程,900mm。 = 6 \* GB3 ⑥移架的同时,拉后溜千斤顶伸出所需供液量 ΔVLS=nLЛdL2hL/4 =1×3.14×0.1252×0.9/4≈0.01104(m3)=11.04(L) 式中: NL—拉后溜千斤顶根数,1根; DL—拉后溜千斤顶缸径,125mm; HL—拉后溜千斤顶行程,900mm。 根据上述分析,则每组支护、推移设备完成一个动作循环所需液量 Q0=Q供- Q回 =(ΔV+ΔVj+ΔVty +ΔVd +ΔVL +ΔVLS)-(ΔV+ΔVd+ΔVLS) =294.44-240.13 =54.31(L)………………………………………………………………… ⑵ 解⑴、⑵得Q=3.32×54.31=180.3092(L/min) 则Q泵≥Q=180.3092(L/min) 根据开煤业生字〔2009〕25号第十九条“输出流量应大于或等于两倍液压支架的额定流量”的规定,初选BZRK400/31.5-1140V(660V)型乳化液泵(流量400L/min)。 3、依据四立柱升柱每分钟所需流量(移架过程中的最大流量)选择液泵 上述分析中已知,升柱供液量ΔV=211L,考虑到系统漏液系数K=1.1~1.3(取1.2),则ΔV实=ΔV×K=253.2(L)。 若泵站流量Q泵=400L/min,则四立柱升起需要的时间t=ΔV实/Q泵=0.633(min),立柱升柱所需流量Q柱=ΔV/t≈333.33(L/min),则Q泵≥Q柱=333.33(L/min) BZRK400/31.5-1140V(660V)型乳化液额定流量为400L/min,能够满足使用要求。 因此,确定选择BZRK400/31.5-1140V(660V)型乳化液泵(两泵一箱配置,一台使用、一台备用)。 技术经济指标 第一节劳动定员及劳动生产率 矿井年设计生产能力1.20Mt/a,年工作日330 d,地面三八制作业,井下四六制作业。劳动定员配备及劳动生产率,执行煤炭工业矿井设计规范GB50215-2005。原煤生产人员工效为5.91t/工,在籍系数井下工人为1.45,地面工人1.35,其余人员为1.0,全矿定员为928人。详见矿井劳动定员汇总表18-1-1。 矿 井 劳 动 定 员 汇 总 表 表18-1-1 序号 人 员 类 别 出 勤 人 数 在 籍 系 数 在 籍 人 数 一 班 二 班 三 班 四班 合 计 1 生产工人 158 158 156 110 582 836 其中:井下工人 130 130 130 110 500 1.45 725 地面工人 28 28 26 82 1.35 111 2 管理人员 15 10 8 33 1 33 原煤生产人员 173 168 164 110 615 869 3 服务人员 15 15 5 35 1 35 4 其它人员 9 9 6 24 1 24 全矿定员合计 197 192 175 110 674 928 矿井设计主要技术经济指标表,见表18-5-1。 矿井设计主要技术经济指标表 表18-5-1 序号 指标名称 单位 指标 备注 1 井田范围 - 1.1 南北走向 km 3.75 1.2 东西长度 km 2.38 1.3 井田面积 km2 6.971 2 煤层 - 2.1 可采煤层数 层 5 2.2 可采煤层总厚度 m 13.07 2.3 首采煤层厚度 m 2号煤层0.93m,4号煤层1.73m 2.4 煤层倾角 (°) 3-5 3 资源/储量 - 3.1 保有地质资源/储量 万t 10179.0 3.2 工业资源/储量 万t 10164.3 3.3 设计资源/储量 万t 8846.0 3.4 设计可采储量 万t 5713.0 4 煤类 - 4.1 3号煤层 - JM、FM 4.2 4号煤层 - JM、FM 5 煤质 - 5.1 灰分(原煤/精煤) % 2号:21.30/8.13;4号:17.27/8.07 5.2 硫分(原煤) % 2号:0.61;4号:0.93 5.3 挥发分(原煤/精煤) % 2号:28.57/25.59;4号:30.32/28.39 5.4 原煤发热量 MJ/kg 2号:26.98;4号:29.55 6 矿井设计生产能力 - 6.1 年生产能力 Mt/a 1.2 6.2 日生产能力 t/d 3636 7 矿井服务年限 - 7.1 设计生产年限 a 34 7.2 其中:首采煤层 a 2号煤层10.1a,4号煤层6.3a 8 矿井设计工作制度 - 8.1 年工作天数 d 330 8.2 日工作班数 班 4 9 井田开拓 - 9.1 开拓方式 - 斜立井混合 矿井设计主要技术经济指标表 表18-5-1 序号 指标名称 单位 指标 备注 9.2 水平数目 个 2 9.3 第一水平标高 m +605 9.4 大巷主运输方式 - 胶带输送机 9.5 大巷辅助运输方式 - 连续牵引车 10 采区 - 10.1 回采工作面个数 个 2号和4号煤层各一个 10.2 掘进工作面个数 个 四个综掘面 10.3 采煤方法 - 走向长壁 10.4 主要采煤设备 - 10.4.1 采煤机 型号/台 MG100/240-BW1/1 MGTY200/500-1.1D/1 10.4.2 支架 型号/架 DZ12-30/100 ZY4000/14/26 10.4.3 输送机 型号/台 DSJ80/40/2×55 SSJ1000/63/2×75 11 矿井主要设备 - 11.1 主井提升设备 型号/台 DTC100/2×280/1 11.2 副井提升设备 型号/台 2JK-2.5×1.5/1 11.3 主要通风设备 型号/台 FBCZDZ-8-№24C/2 11.4 主排水设备 型号/台 MD280-43×9/3 11.5 压风设备 型号/台 UD280A-8/2 12 地面运输 - 12.1 场外公路长度 m 500 13 建设用地 - 13.1 用地总面积 ha 13.1.1 其中:工业场地 ha 11.34 13.1.2 场外公路 ha 0.2 13.1.3 矿井矸石堆放场地 ha 14 地面新增建筑 - 14.1 新增工业建(构)筑物总体积 m3 76818.422 14.2 新增行政公共建筑物总面积(含单身宿舍) m2 180 15 人员配置 - 15.1 在籍员工总人数 人 928 15.1.1 其中:生产员工 人 836 矿井设计主要技术经济指标表 表18-5-1 序号 指标名称 单位 指标 备注 15.1.2 原煤人员 人 869 15.2 原煤生产率 t/工 5.91 16 项目投资 - 16.1 建设项目总资金 万元 60688.89 16.1.1 其中:井巷工程 万元 12587.33 16.1.2 地面建筑工程 万元 2549.14 16.1.3 设备及工器具购置 万元 5675.58 16.1.4 安装工程 万元 4352.10 16.1.5 其他费用 万元 3883.85 16.1.6 基本预备费 万元 2033.36 16.1.7 静态投资合计 万元 31081.36 16.1.8 涨价预备费 万元 16.1.9 建设期贷款利息 万元 1449.81 16.1.10 动态投资合计 万元 32531.17 16.1.11 铺底流动资金 万元 1285.36 16.1.12 已完投资(含已交纳资源价款) 万元 9819.96 16.2 吨煤投资 元 505.74 16.2.1 其中:新增吨煤静态投资 元 271.09 17 原煤成本与售价 - 17.1 原煤生产成本 元/t 212.70 17.2 原煤平均售价 元/t 600 18 项目建设期 - 18.1 建设工期 月 18 18.2 项目投产至达产的时间 月 19 财务评价主要指标 - 19.1 财务内部收益率 % 41.86 税后 19.2 财务净现值(ic) 万元 118186.53 税后 19.3 动态投资回收期 a 1.79 19.4 投资利润率 % 55.81 19.5 投资利税率 % 72.97 19.6 贷款偿还期 a 2.87 19.7 盈亏平衡点(%) % 34.40 第十章 注意事项

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