采礦工程課程設計.doc

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1、 采礦學 課程設計 設計題目:采礦工程 助學院校:河南理工大學 自考助學專業(yè):采礦工程 姓名: 自考助學學號: 040213201321 成績: 指導教師簽名: 河南理工大學成人高等教育 2O 年 月 日 前言 …………………………1 基礎條件

2、 …………………………2 第一章 巷道斷面設計 …………………………2 1 選擇巷道斷面形狀選擇 …………………………2 2.1確定巷道凈寬度B …………………………2 2.2確定巷道拱高h0 …………………………2 2.3確定巷道壁高h3 …………………………2 2.4確定巷道凈斷面面積S和凈周長P …………………

3、………3 2.5用風速校核巷道凈斷面面積 …………………………4 2.6 選擇支護參數(shù) …………………………4 2.7選擇道床參數(shù) …………………………4 2.8確定巷道掘進斷面面積 …………………………4 3 布置巷道內(nèi)水溝和管線 …………………………4 4 計算巷道掘進 …………………………5 5 繪制巷道斷面施工圖 …………………………6 第二章 課程設計的

4、收獲和建議 …………………………8 參考資料 …………………………8 原始條件 井田境界:井田走向長度7000m,煤層傾斜長度1600m。 煤層埋藏特征:煤層厚度m1=2.9m,m2=2.8m;煤層傾角α=170,層間距H=10m;表土層厚30m,風化帶深度10m;m1煤層頂板為砂質頁巖,底板為砂巖;m2煤層頂板為砂巖,底板為粉砂巖;煤層埋藏穩(wěn)定,井田無較大構造;地面標高+220m。 煤的容重:γ1=γ2=1.35t/m3。 礦井開采技術條件:礦井正常涌水量Q正=200m3/h;礦井最大涌水

5、量Q大=300m3/h;礦井相對瓦斯涌出量q=7.5m3/dt;煤有自燃性,自然發(fā)火期11個月;煤塵有爆炸性。 第一章 井田地質特征、礦井儲量及設計生產(chǎn)能力 1.1 井田地質特征 煤層埋藏條件:煤層厚度m1=2.9m,m2=2.8m;煤層傾角α=170,層間距H=10m;表土層厚30m,風化帶深度10m;m1煤層頂板為砂質頁巖,底板為砂巖;m2煤層頂板為砂巖,底板為粉砂巖;煤層埋藏穩(wěn)定,井田無較大構造; 井田內(nèi)的主要地質構造:斷層性質和要素、褶曲分布形態(tài)。 礦井開采技術條件:礦井正常涌水量Q正=200m3/h;礦井最大涌水量Q大=300m3/h;礦井相對瓦斯涌出量q=7.5m

6、3/dt;煤有自燃性,自然發(fā)火期11個月;煤塵有爆炸性。 表1-1 煤層及頂?shù)讕r性特征 序 號 煤層 名稱 傾角 (0) 煤層 平均 厚度 (m) 層間 距 (m) 容重 (t/m2) 硬度 (f) 煤層 生產(chǎn)率 (t/m2) 圍 巖 性 質 備 注 頂板 底板 1 M1 17 2.9 10 1.3 砂質頁巖 砂巖 2 M2 17 2.8 10 1.3 砂質頁巖 砂巖 1.2 井田范圍及儲量 1.2.1井田范圍:沿走向長度、沿傾斜長度、

7、井田內(nèi)煤層面積。 1.2.2礦井工業(yè)儲量:勘探(精查)地質報告提供的“能利用儲量”中的A、B、C三級儲量。 1.2.3礦井工業(yè)儲量 礦井設計儲量儲量計算的方法采用地質塊段法和煤層底板等高線綜合方法計算。儲量計算公式為: Z工業(yè)=∑s.d.γ.cosα式中:Z工業(yè)——礦井工業(yè)儲量 s——塊段水平面積 d——塊段采用煤層的平均厚度 γ——煤的容重,取γ=1.4t/m3 α——每一塊段的平均傾角 Z工業(yè)=7244.16萬t 如表2-2-1礦井工業(yè)儲量匯總表 地質開采條件 儲量級 別比例(﹪)井型 簡單 中等 復雜 大型 中型 小型 大型 中型

8、 小型 中型 小型 井田內(nèi)A+B級儲量占總儲量的比例 40 35 25 35 40 20 25 15 第一水平內(nèi)A+B級儲量占本水平儲量比例 70 60 40 60 50 30 40 不作具體規(guī)定 第一水平內(nèi)A級儲量占本水平儲量的比例 40 30 15 30 20 不作具體規(guī)定 不要求 表2-2-1 礦井高級儲量比例 2-2-2礦井工業(yè)儲量匯總表 煤層 名稱 工業(yè)儲量(萬噸) 備注 A B A+B C A+B+C 戊9-10 3769.92 2735.04 6504.96 739.2 7244.16

9、 符合 總計 3769.92 2735.04 6504.96 739.2 7244.16 符合 1.2.4礦井設計儲量 礦井設計儲量既為工業(yè)儲量減去設計計算的斷層煤柱,防水煤柱,井田境界煤柱和地面建筑物、構筑物的保護煤柱,所占煤柱損失后的儲量。 因礦區(qū)內(nèi)村莊全部搬遷,無須保護煤柱,故儲量為: Z設計=Z工業(yè)-Z斷層-Z防水 境界保護煤柱一般為20~30m,取20m,Z境界=93.24萬t 防水煤柱:由于南部露頭處風化帶深128m,故風化帶可兼作安全防水煤柱,另留2m煤柱隔離風化帶、煤層與可采煤層。 Z防水=308.49萬t 1.2.5礦井設計可采儲量 礦井

10、設計儲量減去工業(yè)場地保護煤柱,礦井井下主要巷道及上下山保護煤柱后乘以采區(qū)回采率即是礦井設計可采儲量。 礦井中設計可采儲量:Z可采=(Z工業(yè)-P)C 式中:Z可采——礦井設計可采儲量,萬t Z工業(yè)——礦井工業(yè)儲量,萬t P——永久煤柱,工業(yè)場地,主要巷道保護煤柱之和,萬t C——采區(qū)采出率,取0.95 工業(yè)廣場保護煤柱計算: 根據(jù)采礦工程專業(yè)實際教學大綱及指導書表2-2礦井工業(yè)廣場占地面積指標,年產(chǎn)90萬t的礦井,工業(yè)廣場占地面積指標為1.2公頃。則工業(yè)廣場長310m,寬350m,根據(jù)《測量學》、《采礦學》、《開采損害學》有關知識及查《采礦設計手冊》,利用垂直剖面法計算煤柱

11、 保護煤柱計算公式:P工業(yè)=A平mγ/cosα 式中P工業(yè)——工業(yè)廣場保護煤柱石, 萬t A平——煤柱平面面積 m2 m——煤層厚度,m γ——煤的容重 1.4t/m3 α——煤層傾角α=50 查得該礦有關移動角分別為:下山移動角β=550,上山移動角ν=730,走向移動角δ=730,松散層移動角Ф=450,松散層厚度為15m。 如下表: 表2-2-3 工業(yè)廣場保護煤柱設計參數(shù)表 煤層 傾角 煤厚(m) φ γ β δ( ) 埋深(m) 17 10 45 73 55 73 210 長方形abcd的面積為工業(yè)廣場總占地面積,為310350

12、=108500m2 煤層在保護范圍中央處的埋藏深度450 m,地面標高為零,松散層厚h=15m,煤層厚度3.0m,查表確定護圍帶厚度為15m。 作圖如下:確定梯形ABCD的面積為保護煤柱壓煤面積確定AD=720m,BC=640m,MN=920m, 計算得保護煤柱計算壓煤儲量為:P工業(yè)=(720+60)9201/231.41/cosα=263.75萬噸 工業(yè)廣場保護煤柱計算圖2-2-3-2 因工業(yè)場地,礦井井下主要巷道等煤柱損失與井田開拓方式,采煤方法有關,起煤柱損失量待第三章井田開拓,第四章采煤方法缺點后才能確定。為了方便利用礦井可采儲量初步確定礦井井型,上述永久煤柱損失與工業(yè)場地

13、,井下蜘蛛眼巷道煤柱損失等可暫按工業(yè)儲量的5~7%計算,本次設計取6%。 所以井下主要巷道保護煤柱壓煤儲量為:P巷道=Z工業(yè)6%-P工業(yè) 式中:P巷道——巷道壓煤儲量 萬tZ工業(yè)——礦井工業(yè)儲量 萬tP工業(yè)——工業(yè)廣場壓煤儲量 萬t代入數(shù)據(jù)得: P巷道=7244.166%-263.75=170.90 萬t礦井設計可采儲量:Z可采=(Z工業(yè)-P)CZ可采=(7244.16-434.65)0.93=6332.84 萬t 礦井設計可采儲量:礦井設計儲量減去工業(yè)場地保護煤柱,礦井井下主要巷道及上、下山保護煤柱煤量后乘以采區(qū)回采率的儲量。 1.3 礦井設計生產(chǎn)能力及服務年限 1

14、.3.1礦井工作制度:根據(jù)《技術政策》第14條規(guī)定上,礦井工作日330天,每天凈提升時間為14小時,其中兩班生產(chǎn)一班準備,每班工作8個小時。 1.3.2礦井設計生產(chǎn)能力 礦井生產(chǎn)能力主要依據(jù)礦井地質條件,煤層賦存情況,處理開采條件,設備供應以及國家需煤等因素確定。 對于儲量豐富、地質構造簡單、煤層生產(chǎn)能力大、開采條件好的礦井應建設大型礦井。當煤層賦存深,表土層很厚,井筒需要特殊施工時,為擴大井田開采范圍,減少開鑿井筒數(shù)具節(jié)約建井工程和降低噸煤設資,以建設大型礦井為宜,而對于條件稍差的情況應考慮設計中型礦井。 依據(jù)井田資源條件和對資源的分析,具備中型礦井開發(fā)條件,同時結合按期生產(chǎn),采

15、掘接替應變能力,穩(wěn)產(chǎn)和增產(chǎn),為保障可持續(xù)發(fā)展的創(chuàng)造條件,綜合評價初期投資少,噸煤投資和萬噸掘進率低,經(jīng)濟效率好等技術條件,參考《煤礦設計手冊》各類礦井型特征,初步確定礦井設計生產(chǎn)能力為90萬t/a. 1.3.3礦井服務年限 礦井服務年限按下式計算: T=Z可采/KA 式中:T——礦井服務年限,a Z可采——礦井可采儲量,萬t A——礦井生產(chǎn)能力,萬t K——儲量備用系數(shù),取K=1.4 代入數(shù)據(jù)得: T=6332.84/(1.4 90)=46.91a 按設計規(guī)范規(guī)定,井型90萬a/t的礦井的服務年限至少40a,T=46.91>40a,故滿足設計規(guī)范規(guī)定,

16、初步確定該礦井生產(chǎn)能力為90萬t/a.符合要求 第二章 井田開拓 2.1 井田內(nèi)劃分 根據(jù)目前開采水平,一般小型礦井走向長度不小于1500m,中型礦井走向長度不小于4000m,大型礦井走向長度不小于7000m。井田劃分階段時,階段斜長要利于運輸,通風,巷道維護等。在井田范圍內(nèi),沿著煤層傾向,按一定標高將煤層劃分為若干平行于走向的長條部分,每個長條部分成為一個階段。通常將設有井底車場,階段運輸大巷并且擔負全階段運輸任務的水平稱 “開采水平”,簡稱水平。 根據(jù)礦區(qū)的地質長期條件,煤層賦存狀態(tài)等因素,由于本礦煤層傾角南部較大為11~15,而背部較為平緩,為6左右。故將礦區(qū)初步劃分為二個

17、水平,第一水平垂高200m ,含二個階段,采用采區(qū)上下山開采,上山傾斜長910m10~80m,下山斜長750m,每個采區(qū)布置若干區(qū)段。第二水平垂高400m,包含一個階段,采用條帶式傾斜長壁采煤法傾斜開采。條帶斜長上山部分一般1180m~1470m。在階段內(nèi)沿煤層走向劃分若干個具有獨立的生產(chǎn)系的帶區(qū),帶區(qū)內(nèi)劃分若干個傾向分帶,每個分帶布置一個工作面,一個帶區(qū)由兩個分帶組成。 初步設定第一水平服務年限的計算如下,根據(jù)公式: T1水平=ZK1/(A.K) 式中: T——第一水平服務年限,a;——第一水平可采儲量,萬t;A——礦井生產(chǎn)能力,Mt/a;K——儲量備用系數(shù),K=1.3~1.5,取1

18、.4。 由此; 驗算服務年限如下:T1水平=ZK1/(A.K)ZK1=3776.850.95=3588.01萬t T1水平=ZK1/(A.K)=3588.01/(901.4)=28.47>20a 第一水平服務年限符合要求。 井田劃分為階段(或盤區(qū)),確定階段斜長、階段數(shù)目,或盤區(qū)上山或下山斜長。 確定水平數(shù)目、位置和高度,計算水平服務年限。 階段內(nèi)的布置方式及參數(shù):采區(qū)、分段和分帶。 2.2 開拓方案的選定 根據(jù)煤層賦存條件、開采技術水平,分析選擇進入地下的方式,以及相應的井底車場型式。 根據(jù)上述所提出的水平數(shù)目、階段內(nèi)布置,井筒型式等,提出2~3個技術上可行的開拓

19、方案(說明書附各開拓方案插圖,圖中標明井筒位置、深度、開拓巷道、通風系統(tǒng)等),經(jīng)過技術分析比較,選擇技術上最優(yōu)和安全性最好的方案。根據(jù)以上地質資料的分析,以及現(xiàn)有的生產(chǎn)開采技術,綜合本礦的實際情況,提出以下兩種的技術上可行的開拓方案。 2.2.3方案比較 1.分析:方案一:兩水平延深開拓 優(yōu)點:1)以充分利用原有設備和設施;2)提升系統(tǒng)單一,轉運環(huán)節(jié)少,管理方便;3)經(jīng)營費用低; 缺點:1)原有井筒同時擔負生產(chǎn)和延深任務,施工與生產(chǎn)相互干擾;2)主井接井時技術難度大,礦井將短期停產(chǎn);3)延深兩個井筒,施工組織復雜;4)為延深井筒需鑿一些臨時工程;5)延深提升長度增加,能力下降,可能需更

20、換提升設備; 方案二:立井兩水平暗斜井延伸開拓 優(yōu)點:1生產(chǎn)與延伸相互不影響;2暗斜井的位置,方向,傾角及提升方式均可不受原井筒限制; 缺點:1增加了提升,運輸環(huán)節(jié)和設備;2通風系統(tǒng)復雜;3不便管理;4運轉環(huán)節(jié)多; 一般適用于: 1)受地質及水文條件限制,向下延伸井筒不符合; 2)原有提升設備不能滿足要求,又沒條件更換提升設備; 3)延伸原井筒在技術上經(jīng)濟上不合理; 綜合各方面情況,確定第二種方案比第一種方案在技術上難度上太大,不予考慮,重點對第一種方案和第二種方案進行經(jīng)濟比較。 2.方案的經(jīng)濟比較: 經(jīng)濟合理是指所選的方案,噸煤生產(chǎn)能力的基建投資少,特別是初期投資少,特

21、別是初期投資少,勞動生產(chǎn)率高,噸煤生產(chǎn)費用低,礦井建設時間短,投資效益好,投資回收期短,利潤高。計算各方案不同項目包括:基本建設費用,生產(chǎn)經(jīng)營費用建井工程量和生產(chǎn)經(jīng)營工程量。 在經(jīng)濟比較時,作以下說明: 1) 兩種方案第一水平開拓幾乎相同,故只對第二水平開拓(立井延伸和暗斜井延伸)不同項目進行比較。 2) 兩種方案的各斜井巷布置基本相同,且這些斜井的掘進單價近似相同,即兩方案條帶斜長下山的巷道掘進費用相同,因此不作比較。 3) 立井﹑大巷、石門以及斜巷下山的輔助運輸費用均按運輸費的20%進行估算。 各方案工程量計算表 方案 項目 方案1 方案2 工程量 /m 工程量 /m

22、 初 期 主井井筒 445 445 副井井筒 415 415 井底車場 350 350 運輸大巷 1330 1330 主要石門 60 60 后 期 主井井筒 230 820(暗斜井) 副井井筒 200 820(暗斜井) 石門 850 —— 井底車場 1000 —— 運輸大巷 1000 1000 基建費用表 方案 項目 方案1 方案2 工程量/m 單價/元每米 費用/萬元 工程量/m 單價/元/米 費用/萬元 初 期 主井 井筒 450 8294 379.8 45

23、0 8294 379.83 副井 井筒 415 8294 344.2 415 8294 344.2 井底 車場 360 2399 86.36 360 2399 86.36 運輸 大巷 930 2249 209.1 930 2249 209.1 主要 石門 60 2000 12 60 2000 12 后 期 主井 井筒 230 10000 230 820(暗斜井) 4560 373.9 副井 井筒 230 10000 230 820(暗斜井) 4560 373.9 井底 車場

24、 850 3500 297.5 —— 3500 —— 石門 160 2500 250 —— 2500 —— 運輸 大巷 2600 2983 328.1 1100 2983 328.1 生產(chǎn)經(jīng)營工程量表3-2-3 方案 項目 方案2 工程量 工程量 立井二水平提升/萬tkm 1.20.253000 1.20.823000(暗斜井) 石門運輸/萬tkm 1.20.853000 排水/萬m3 10002436525 10002436525 2.2.4 確定方案 經(jīng)過計算,從表中可知:方案1費用與方案2費用多用了3

25、22萬元,又考慮到,該礦井田下部有有含水層,暗斜井生產(chǎn)與延伸相互干擾少;系統(tǒng)簡單且能力較大,可充分利用原有井筒的能力。因此,本設計最終確定選用方案2的開拓系統(tǒng),即立井加暗斜井采區(qū)式開拓。 2.3 開采順序 2.3.1開采順序 在井田的范圍內(nèi),采區(qū)的開采順序采用前進式開采,從井田中央開始向井田兩翼推進,采用上(下)山開采時,先開采上山部分煤層,后開采下山部分煤層。對于煤層先開采淺部煤層,后開采深部煤層。先開采優(yōu)質煤,再開采次品煤。 根據(jù)以上所述原則,結合本礦井情況,確定先開采第一水平西翼上山部分的淺部煤層,然后開采東翼上山部分煤層,再開采西翼下山部分煤層,最后開采東翼下山部分煤層。第

26、一水平煤層快開采完閉后,提前準備第二水平煤層,以保證工作面的接替的礦井的穩(wěn)產(chǎn),第二水平采用條帶式開采,采用后退式開采即從邊界向中央推進。 2.3.2同采區(qū)數(shù)目和回采工作面 2.3.2.1采區(qū)的生產(chǎn)能力應根據(jù)礦井的地質條件、煤層厚度,機械化程度和采區(qū)內(nèi)工作面接通替關系等因素確定。本設計采用綜合機械化采煤生產(chǎn)能力可達到95萬t /a. 查表: 礦生產(chǎn)能力(mt/a) 采區(qū)個數(shù)(個) 2.4 3.0 2~3 1.5 1.8 2~3 1.2以下 1~2 根據(jù)表得出。 本礦井同時生產(chǎn)采區(qū)一個即可保證年產(chǎn)量 2.3.2確定達到設計產(chǎn)量時工作面總線長: B=

27、A.x/(∑mrLK3) 式中:B——采區(qū)工作面長,mA——礦井設計年產(chǎn)量,t/aX——回采出率??扇?.9∑m——同采出煤數(shù)厚度,mr ——煤層容重KФФФ——工作面采出率,取0.95% L——年推進度 L=330 式中L=330 n I Ф330——礦井年工作日,天n——晶循環(huán)數(shù),個I——循環(huán)進度,M 由此:L=330nIФ=1222.65所以:B=AX/∑mrLK3=169.6m 確定同采工作面?zhèn)€數(shù)N=Bn/L 式中: N——同采工作面?zhèn)€數(shù)B——工作面總長n——同采煤層數(shù)L——回采工作面長度,mN=Bn/L=169.61/170≈1因此,可確定同采區(qū)工作面為1個 2.

28、3.2工作面配置 采區(qū)內(nèi)同采工作面數(shù)目應根據(jù)煤層賦存條件特征,所確定回采工藝等確定。同時還應符合合理的開采順序,保證安全生產(chǎn)提高工作面單產(chǎn)為原則,采區(qū)內(nèi)同時生產(chǎn)的綜采工作面宜為一個:普采工作面為兩個,不應該超過三個。因此,本礦設計同時生產(chǎn)采區(qū)一個,同時生產(chǎn)工作面為一個,采用綜合機械化采煤方式進行回采。 2.3.2礦井產(chǎn)量的驗算 式中: An—礦井同采工作面產(chǎn)量總和,萬t;mi—第i號工作面采高,m;Li—第i號工作面年推進度,m;Ii—第i號工作面長,m;γi—第i號工作面煤的容重,t/m3;n—同采工作面數(shù),個;Ki—回采工作面采出率; 所以: An=3170 1222.65 1.

29、40.95=87.81萬/t掘進煤量:An10%=8.78 則實際產(chǎn)量為:96.59萬/t大于A ,小于1.15A符合要求 確定同采工作面為一個,工作面總長為177m。 第三章 采煤方法 3.1 選擇確定采煤方法 本礦井單一煤層厚2.9m , 煤層厚度m1=2.9m,m2=2.8m;煤層傾角α=170,煤塵爆炸性指數(shù)為23.4~26%,煤層頂板為砂質頁巖,底板為砂巖;m2煤層頂板為砂巖,底板為粉砂巖;煤層埋藏穩(wěn)定,井田無較大構造礦井正常涌水量Q正=200m3/h;礦井最大涌水量Q大=300m3/h;礦井相對瓦斯涌出量q=7.5m3

30、/dt;煤有自燃性,自然發(fā)火期11個月;煤塵有爆炸性。,結合上述可參照的采煤方法,確定在第一水平采用采區(qū)式單一走向長壁采煤法,在第二水平采用條帶式采煤法。兩個水平都采用一次采全部綜合機械化開采,采空區(qū)用全部垮落法處理。 3.2. 1采區(qū)巷道布置 設計采區(qū)位置、主要參數(shù)。布置采區(qū)巷道是為了把回采工作面,礦井主要開拓巷道聯(lián)系起來,構成運輸、通風、動力供應、材料供應等系統(tǒng),保證工作面連續(xù)不斷的生產(chǎn)。 采區(qū)上山數(shù)目可根據(jù)采區(qū)生產(chǎn)能力和礦井地質條件確定,一般情況下兩條,當采區(qū)生產(chǎn)能力較大,瓦斯涌出量較大的情況下,也可設置三條或四條。本礦井為低瓦斯礦井,該采區(qū)生產(chǎn)能力較大,故設計二條上山(軌道上山,

31、運輸上山)。本采區(qū)只有一組開采煤層,開采深度小,頂?shù)装鍘r石比較穩(wěn)定,硬質屬中硬,用水量小,可考慮將回風上山布置在煤層中。煤層底板屬中粗砂巖,將軌道上山和運輸上山布置在煤層底板中,以保證巷道的搭接,便于物料和煤炭的運輸。兩條巷道都布置在采區(qū)中央。上山布置的傾角與煤層傾角基本一致,為12,巷道斷面形狀為半圓拱形,采用錨噴支護,凈斷面積為16.17m2。 3.2.2區(qū)段平巷的布置 設計采區(qū)擬采用綜采一次采全高,只需在區(qū)段煤層底板布置兩條區(qū)段平巷,一條布置膠帶運輸機,負責運輸工作面落煤,兼作進風巷,一條布置900mm標準軌道,負責輔助運輸、行人兼作回風巷, 區(qū)段平巷斷面面積為梯形,采用錨網(wǎng)支護,凈

32、斷面積為10.4m2。 3.2.3聯(lián)絡巷的布置 采區(qū)聯(lián)絡巷主要用于采區(qū)上山與區(qū)段平巷之間的聯(lián)絡巷道。 (1) 采區(qū)軌道上山與區(qū)段回風平巷之間用采區(qū)車場和石門聯(lián)絡。 (2) 運輸上山與區(qū)段運輸平巷之間用溜煤眼聯(lián)絡。 (3) 采區(qū)軌道上山與區(qū)段運輸平巷之間用采區(qū)車場和石門聯(lián)絡,但在石門中必須裝設相互連鎖的兩道雙向風門。 (4) 聯(lián)絡巷道斷面形狀為半圓拱形,采用錨噴支護方式,凈斷面積為6.17m2。 3.2.4采區(qū)內(nèi)同采工作面的個數(shù)及位置 在首采區(qū)內(nèi),設計一個采煤工作面即可滿足整個礦井的產(chǎn)量。首采工作面位于首采區(qū)的左翼最上部,西、南面均為井田邊界,所采煤層為全礦井最淺部分,首采工作面

33、投產(chǎn)的同時,開始準備右翼的工作面,一般應按對角跳采的順序安排,工作面的總長度為177m。 3.2.5采區(qū)車場形式選擇 1.采區(qū)上部車場形式選擇 采區(qū)上部車場的選擇,主要是根據(jù)絞車房的布置和維護條件,當階段回風巷以上為采空區(qū)和松軟風化帶時,采用平車場。設計采區(qū)緊鄰松軟風化帶,可采用平車場作為采區(qū)上部車場。如圖4.2.8.1所示 1——運輸上山 2——軌道上山 3——回風石門 4——回風大巷 5——絞車房 6——甩車場 圖4.2.8.1采區(qū)上部車場示意圖 2.采區(qū)中部車場形式的選擇 開采單一薄及中厚煤層,多用繞道式車場,故本設計采區(qū)中部車場采用繞道式車場。如

34、圖4-2-8-2 1—軌道上山 2——運輸上山 3——區(qū)段回風巷 4——繞道 5——風門 如圖4-2-8采區(qū)中部車場 3.采區(qū)下部車場形式的選擇 采區(qū)下部車場由采區(qū)裝車部和輔助提升下部車場組合而成,本設計采區(qū)在大巷運輸采用裝車線路通過式下部車場,輔助提升下部車場采用臥式底板繞道車場。如圖4-2-8-3 采區(qū)下部車場 1——軌道上山 2——運輸上山 3——下部車場(繞道) 4—— 運輸大巷 5——采區(qū)煤倉 圖4-2-8 采區(qū)下部車場 3.2.6采區(qū)硐室 采區(qū)硐室包括:采區(qū)煤倉、采區(qū)絞車房和采區(qū)變電所 3.2.6.1采區(qū)煤倉 采面煤倉選擇井巷式的垂

35、直式煤倉,圓形斷面,直徑4m,高度為26m,確定其合理的煤倉容積,煤倉容量取決于采區(qū)生產(chǎn)能力,而采區(qū)生產(chǎn)能力為103.3t/a,故采區(qū)煤倉的容積擬定為450t。 煤倉的支護方式:煤倉與大巷連接處必須加強支護,在煤倉下部收口處四周敷設數(shù)根鋼梁,灌入混凝土與大巷支護連為一體。煤倉硐室采用混凝土砌壁,壁厚為400mm。如圖4-2-9-1采區(qū)煤倉 1——上部收口 2——倉身 3——下口漏斗 4——溜吸閘門 圖4-2-9:采區(qū)煤倉 3.2.6.2絞車房 應選擇在圍巖穩(wěn)定,無淋水,礦壓小和容易維護的地點。在滿足施工安裝和提升運輸要求前提下,絞車房應盡量

36、靠近變坡點,以減少工程量。 絞車房的高度為3.5m,斷面形狀和支護設計為半圓拱型。采用錨噴支護,噴厚100㎜。 變電所 采區(qū)變電所是采區(qū)供電的樞紐,合理確定采區(qū)變電所位置及尺寸是保證采區(qū)正常生產(chǎn),減少工程費用的措施,變室應設在采區(qū)用電負荷的中心,并靠近有軌道運輸?shù)南锏馈M瑫r采區(qū)的工作面應采用移動變電站。 采區(qū)變電所采用不可燃材料支護,且采用錨噴支護的形式,地板采用水泥混凝土。高出鄰近巷道200m~300m,要有3%的坡度,以防礦井水流入室內(nèi),硐室內(nèi)一般不設電纜鉤,電纜沿墻敷設,電纜穿過密閉門處需要套管保護。 3.2.7采區(qū)生產(chǎn)系統(tǒng)包括:采區(qū)運輸、通風、供電系統(tǒng)及選用設備型號。 采區(qū)

37、運輸系統(tǒng) 運煤路線:工作面——刮板輸送機——轉載機——區(qū)段運輸平巷——區(qū)段溜煤眼——運輸上山——采區(qū)煤倉——運輸大巷——井底車場——主井——地面。 運料及設備路線:地面——副井——井底車場——石門——運輸大巷——采區(qū)下部車場——軌道上山——上部車場——工作面。 新鮮風流路線——副井——井底車場——石門——運輸大巷——采區(qū)下部車場——運輸上山——區(qū)段運輸平巷——工作面。 乏風路線——工作面——區(qū)段回風巷——回風石門——總回風大巷——風井 掘進工作面所需風流由局部風扇供給。 供電系統(tǒng) 高壓電纜由井底中央變電所經(jīng)運輸大巷——采區(qū)下部車場——軌道上山——采區(qū)變電所——供給移動變電站—

38、—各點用電設備 供水系統(tǒng) 采掘工作面平巷及上山輸送機轉載點所需的防塵噴霧用水分別有地面儲水池以專用管路供 本節(jié)附采區(qū)巷道及設備布置平面、剖面圖(比例1∶1000或1∶2000)。 3.3 回采工藝及安全技術措施 3.3.1 回采工藝 工作面煤層傾角為17,煤層厚度為m1 2.9m ,m22.8m. 頂?shù)装鍖僦械确€(wěn)定類型。根據(jù)煤層和頂板條件,選擇合理型號的采煤機,運輸機和液壓支架。在選擇的時候注意三大設備以及運輸順槽的運輸和其他設備在生產(chǎn)能力和空間上的配合。 根據(jù)本采面的具體情況,選擇設備如下: 采煤機參數(shù)表4-3-1 型號 采高(m) 截深(mm) 傾角() 滾筒直徑

39、(m) 功率(kw) MXA-300/3.5 1.6~3.5 600 0~25 1.4 300 刮板輸送機參數(shù)表4-3-2 型號 長度(m) 運輸能力(t/h) 刮板鏈速(m/s) 鏈條形式 SGD-730/320 170 700 0.92 中雙鏈 壓支架參數(shù)表4-3-3 型號 支撐高度(m) 中心距(mm) 工作阻力/初撐力(kw) 適應傾角() ZZ4000/17/35 1.7~3.5 1500 4000 <15 SZZ—730/160型轉載機 SDJ—150型可伸縮式膠帶輸送機 PCM132輪式破碎機

40、 KSGZY—300/4型移動變電站 采煤機進刀方式:雙向割煤往返一次割兩刀,完成兩個循環(huán)。整個工作面傾向長170m. 進刀方式:工作面端部割三角煤斜切進刀方式。 3.3.2 安全技術措施:根據(jù)設計礦井瓦斯涌出量、煤塵爆炸性、煤塵自然發(fā)火、礦井涌水等自然情況,依據(jù)實習礦井在防治災害的經(jīng)驗、《煤礦安全規(guī)程》的有關規(guī)定,提出具體的,并有針對性的礦井主要安全措施。 該礦為低瓦斯礦井,煤塵有爆炸性,自燃發(fā)火11個月。礦井由于開采深度較大,地溫高,為了改善井下工作條件,需要進行降溫調節(jié)井下空

41、氣。作好“一通三防”的安全工作。 編制工作面循環(huán)圖表:確定循環(huán)方式和作業(yè)形式,編制循環(huán)作業(yè)圖表,勞動組織表。 本節(jié)附采煤方法示意圖(插圖),內(nèi)容包括工作面布置圖、頂板管理說明圖、爆破說明圖表、循環(huán)作業(yè)圖、勞動組織表、工作面主要技術經(jīng)濟指標表。 3.4作業(yè)方式 表3-4-1勞動組織表如下: 序號 工種 班 次 合計 一班 二班 檢修班 1 機組司機 3 3 2 2 移架工 6 6 12 3 泵站司機 1 1 2 4 電工 2 2 4 5 機組檢修 5 5 6

42、支架檢修 5 5 7 泵站檢修 2 2 8 電檢修 6 6 9 端頭工 3 3 6 10 溜子檢修 3 3 11 維修工 5 5 12 記錄員 1 1 2 4 13 送料工 2 2 5 9 14 班長 1 1 1 3 15 井下保管 1 1 2 4 16 材料員 2 2 3 7 17 隊長 1 1 1 3 合計 22 22 42 86 圖3-4-2正規(guī)作業(yè)循環(huán)圖 表3-4-3主要技術經(jīng)濟指標

43、 順序 名 稱 單 位 指 標 1 礦井設計生產(chǎn)能力 ⑴ 年產(chǎn)量 Mt 0.90 ⑵ 日產(chǎn)量 t 3000.0 2 礦井服務年限 a 46.91 3 礦井設計工作制度 ⑴ 年工作天數(shù) 天 330 ⑵ 日工作班數(shù) 班 2 4 煤質 ⑴ 牌號 中灰低硫貧瘦煤 ⑵ 灰分A % 0.524.1 ⑶ 揮發(fā)分V % 0.5 ⑷ 硫分S % 0.5 ⑸ 水分W % ⑹ 發(fā)熱量Q J/g 6315 5 儲量 ⑴ 地質儲量 萬t 7244.16

44、 ⑵ 可采儲量 萬t 6332.84 6 煤層情況 ⑴ 可采煤層 層 1.00 ⑵ 可采煤層總厚度 m 平均3.5m ⑶ 煤層傾角 度 11~15 ⑷ 煤的容重 t/m3 1.4 7 井田范圍 ⑴ 走向長度 km 5.5 ⑵ 傾斜寬度 km 3.2 ⑶ 井田面積 km2 17.6 8 開拓方式 立井多水平開拓 圖3-4-4工作面布置圖 參考資料 [1] 吳再生等編. 井巷工程[M].北京:煤炭工業(yè)出版社,2005 [2] 劉剛.井巷工程[M].徐州:中國礦業(yè)大學出版社,2005 [3] 東兆星等編.井巷工程[M]. 徐州:中國礦業(yè)大學出版社,2004 [4] 國家煤礦安全監(jiān)察局.《煤礦安全規(guī)程》(修改). 2013 26

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