采礦工程畢業設計地下采煤方向畢業論文(編輯修改稿)

　

【文章內容簡介】 0m水平后掘9號煤層軌道下山巷道，形成9號煤層的輔助運輸系統及通風、排水系統。本方案中，井底水倉、水泵房及中央變電所等各硐室均與方案一相同布置在9號煤層中。本案井下大巷主運輸仍采用膠帶輸送機運輸方式。大巷輔助運輸巷道采用無極繩連續牽引車，井下采用600mm軌距、。礦井采用中央分列式通風系統，主、副、斜井井筒進風，回風立井回風。礦井采用機械抽出式通風方式。全井田各煤層劃分為兩個采區，9號煤一采區位于副斜井東部，軌道大巷北部，采用雙翼布置，走向長壁開采，回采面推進長度1100m左右；二采區位于副斜井東部，單翼布置，條帶式傾向長壁開采，回采面推進長度1600左右。上述兩方案各有利弊，其技術經濟比較詳見表442。從表41中可以看出，方案一較方案二具有：井筒壓煤少，井筒工程量少，便于管理?？梢悦黠@看出在技術上方案一優于方案二。從表42中可以看出，方案一與方案二相比，因此，在經濟上方案一與方案二相比，優于方案二。綜合方案一與方案二技術經濟比較的結果，設計推薦方案一。易順煤礦為本次資源兼并重組整合的單保礦井，不存在兼并其他煤礦的問題。礦井現有工業場地在井田西南部，場地生產系統較為完善。由于現有工業場地生產系統及輔助系統已經形成，地勢較為開闊，面積較大，且稍加改造即可滿足重組擴能后的生產生活需要。確保一采區場地內各項生產系統及環節滿足要求。在井田東南邊界附近布置回風立井井筒并布置回風立井場地，滿足一采區的回風要求。根據推薦設計方案及目前礦井開拓大巷情況，現將開拓大巷的布置情況敘述如下：表41 井田開拓方案技術比較表方案一方案二優點1．除風井井筒外，各井筒均位于同一個場地內，礦方便于管理，并且不存在征地問題。2．巷道布置壓煤少。3．主斜井井筒長度較方案二少，井筒工程量少，經濟上較為合理。4．利用已有巷道較少，基本全為新掘巷道，維護費用較少。 5．開拓布局簡單合理，符合本井田的特點。6．主斜井井筒布置動力電纜、主排水管路，且架梁布置，安全性較高。7．井下排水較方案二更為合理。8．主斜井與副斜井溝通距離短，井底撒煤清理方便。1．主斜井井筒與回風立井合布置在另外的場地，使場地布置更加合理，各項工藝布局不致緊張。2．初期通風系統簡單，負壓較小。3．巖巷布置較少。4．主斜井處于井田資源儲量中心前期及后期運輸距離短。5．副斜井井筒雙鉤提升，提升能力大且更為合理。6．后期通風負壓較方案一更為合理。7．初期膠帶較方案一少，運輸環節較少。8．初期工程量較方案一少，初期投產時間較方案二要短，見效時間短。缺點1．井筒位于井田邊界，對后期開拓有影響。2．井下開拓巖巷工程量較大，初期巷道投資較大。 3．副斜井井筒斷面較小。4．膠帶較方案二要多一條，運輸環節較方案二多，運輸時間較方案二多。5．工業場地較方案二緊張。1．由于主斜井井筒另行布置場地，使礦井管理工作量增加。2．主斜井井筒工程量較方案一多，投資較大。3．征地較方案一大，征地較為困難。 4．井筒壓煤較方案一多。表42 開拓方案經濟比較表項目名稱方案一方案二比較數量投資（萬元）數量投資（萬元）數量投資(萬元)井 筒 工 程型式及凈寬或凈徑；；；；；；　水平標高（m）+1280+1280　主斜井井筒工程量 井筒裝備，15kg/m檢修單軌，15kg/m檢修單軌投資小計　副斜井井筒工程量00井筒裝備鋪設軌型30kg/m、軌距600mm的單軌鋪設軌型30kg/m、軌距600mm的雙軌投資小計　0回風井井筒工程量29526035井筒裝備設玻璃鋼梯子間設玻璃鋼梯子間投資小計　35小計井 巷 工 程膠帶大巷（m）軌道大巷（m）回風大巷（m）小計3407合計　　　　根據推薦的井田開拓方案，礦井兼并重組移交生產及達產時，共布置主斜井、副斜井、行熱人進風斜井和回風立井共四個井筒，四個井筒中主、副及行人進風斜井井筒位于一個工業場地內，回風立井井筒位于回風井場地內。各井筒用途分述如下：主斜井：擔負礦井煤炭提升及膠帶檢修任務，井筒內敷設管線及電纜，兼做進風井和安全出口。副斜井：擔負礦井矸石、材料設備等輔助提升任務。是礦井的主要進風井筒，兼做安全出口。行人進風斜井：擔負礦井人員運輸任務，是礦井的進風井筒?；仫L立井：井筒內設梯子間，擔負礦井回風任務，兼做安全出口。主斜井：，表土段采用混凝土砌碹支護，基巖段采用錨噴支護。井筒中間設臺階，膠帶機中間架上設扶手。副斜井：，表土及基巖段均采用料石碹，井筒內鋪設軌距為600的30kg/m的單軌，設臺階及扶手?；仫L斜井：，表土及基巖段均采用料石碹，設臺階及扶手?；仫L立井：，表土段采用鋼筋混凝土砌碹支護，基巖段采用素混凝土砌碹支護，井筒內設梯子間，井筒特征詳見表43本方案中，井底水倉、水泵房及中央變電所等各硐室均布置在副斜井井底，初期在9號煤層布置9號煤層爆破材料發放硐室、水倉及消防材料庫等硐室， 表43礦井各井筒特征表 井筒名稱項目主斜井副斜井回風斜井回風立井井口座標(m)緯 距 (X)經 距 (Y)標高(m)井 口 (Z口)+ (軌面)+ (軌面)+（底板）+1350 (底板)井 底 (Z底)+ (軌面)+ (軌面)+（底板）+1080(底板)方 位 角 (度)178176。00′00″359176。36′29″359176。36′29″井筒傾角 (度)24176。24′26176。00′00″24176。90176。00′00″井筒斜長或垂深 (m)井筒凈徑或凈寬 (m)井筒支護支護形式表土及基巖風化段混凝土砌碹料石砌碹料石砌碹‘單層鋼筋現澆C25砼單層井壁基巖段錨噴(圍巖破碎時采用錨網噴)料石砌碹料石砌碹現澆C25砼單層井壁支護厚度(mm)表土及基巖風化段400300300450基巖段100300300400斷面積(m2)斷面形狀半圓拱形半圓拱形半圓拱形圓形凈掘進表土及基巖風化段基巖段井 筒 裝 備。井筒內中間行人臺階，扶手。管線電纜原則上均沿該井筒敷設。鋪設30kg/m單軌1t系列礦車,擔負液壓支架及矸石、輔助材料等的提升任務，兼作安全出口臺階及扶手裝備玻璃鋼梯子間。備 注已有井筒已有井筒已有井筒新開鑿井筒井下大巷主運輸采用膠帶輸送機運輸方式。大巷輔助運輸巷道采用無極繩連續牽引車，井下采用600mm軌距、。礦井采用中央分列式通風系統，主、副、斜井井筒進風，回風立井回風。礦井采用機械抽出式通風方式。根據推薦的井田開拓方案，全井田各煤層以+1280m一個主水平開采，依據井底煤倉和開拓巷道的布置，結合綜采工作面的年推進度和各煤層未采區域內永久保安煤柱、開采煤柱的留設情況，設計將井田內各號煤層分別劃分為兩個采區開采。礦井先期開采9號煤一采區。采區接替順序為：一采區→二采區。9號煤一采區位于副斜井東部，軌道巷北部，采用單翼布置，條帶式傾斜長壁開采，回采面連續推進長度1100m左右；二采區位于南北走向大巷西部，采用單翼布置，二采區采用條帶式走向長壁開采，回采面連續推進長度1600m左右。在距主斜井井底斜長近20m處布置9號煤井底煤倉，煤倉上口布置在9號煤層下部巖層中，通過9號煤倉上口，沿煤層傾向布置一條9號煤膠帶下山到井田邊界，沿煤層走向布置一條9號煤膠帶上下山到井田邊界，服務9號煤層煤的主要運輸。在井底平行于9號煤膠帶下山以及走向方向的膠帶上下山各自布置煤層回風大巷，用作9號煤層的回風作用，副斜井井底布置水平井底平車場。+1280m巖層軌道下山，服務9號煤層的輔助運輸9號煤層軌道巷道（分別沿9號煤層下部巖層布置）：，，圓拱斷面，錨噴支護，巷道內鋪設30kg/m，軌距600m的雙軌，其中一側走液壓支架，巷幫兩側留夠綜合管線及人行道距離，錨桿為直徑18mm，長1800mm的樹脂錨桿， 9號煤層膠帶巷道（分別沿9號煤層下部巖層布置）：斷面凈寬4m，，圓拱斷面，錨噴支護，巷道內鋪設帶寬1200的膠帶輸送機，并鋪設15kg/m，軌距600m的檢修軌，巷幫兩側留夠綜合管線及人行道距離，錨桿及錨索支護材料同9號煤層集中軌道下山。9號煤層回風巷道（分別沿9號煤底板布置）：，，圓拱斷面，錨網噴加錨索支護。 各條巷道間距為35m。采煤工作面布置為單工作面條帶式方式，兩采區全為仰斜開采，回采巷道采用雙巷布置與掘進，分帶巷間設15m分帶煤柱以及沒150m設聯絡巷，每個工作面有兩條回采巷道，一條為運煤和進風的運輸巷，另一條為運料和回風的回風巷道，工作面推進方向為后退式?；夭上锏罃嗝嫘螤罡鶕恫傻V工程設計手冊》，采區工作面巷道斷面形式采用矩形斷面。根據工作面巷道設備布置、通風、運輸等要求，并結合煤層厚度情況。當巷道圍巖比較穩定，礦山壓力不大，服務年限不長時，一般宜選用礦用工字鋼支架、錨桿支護，其斷面形狀一般為梯形或矩形。而矩形斷面利用率較高，多用于頂壓、側壓都較小，維護時間不長的回采巷道，梯形巷道頂板暴露面積較矩形小，可減少頂壓，能承受稍大的側壓，多用于采區巷道。所以巷道斷面選擇矩形。根據《煤炭工業礦井設計規范》巷道凈斷面，必須滿足行人、運輸、通風、設備和管線安裝、檢修和施工等需要，且必須按服務期間支護最大允許變形后的斷面計算。綜采工作面采區工作面回風巷、凈高4m，凈斷面積16m2，工作面輔助運輸巷斷面凈寬為4m，凈高4m，凈斷面積16m2。由于井田為單一水平煤層，大巷采用膠帶輸送機運煤，膠帶輸送機大巷通過井底煤倉與主斜井提升系統直接連接，所以副斜井井底采用立式環形式井底車場于運輸大巷以及軌道大巷相連。整個井底車場布置在煤倉下部，容易清理煤倉壓煤以及運輸巷道掉落浮煤，副斜井空重線長度為1倍列車長度與副斜井相連，材料車線布置在副斜井空車線一側，人車線設置在回車線內由運輸帶運輸煤的主斜井，其井底車場的通過能力則就是運輸帶的運輸能力。主斜井只設井底煤倉與主運輸大巷相連副斜井井底設井底水倉、水泵房及中央變電所，清理水倉等各硐室，主排水泵房和主變電硐室聯合布置以縮短向主排水泵房的供電距離，主排水泵房經斜管子道與副井相連，等候室設在副斜井井筒處，還有其他硐室像井下調度室，人車站、工具庫，機車修理間，爆破材料庫，消防材料庫、變流室等，交流室靠近變電硐室布置，井下調度室設在井底車場出口咽喉通路處。井底車場巷道及硐室采用普通鉆爆法施工，支護方式采用錨網噴，大斷面硐室采用砌碹，斷面形狀為直墻半圓拱；道岔段弧長9016mm，水泵房通道、主排水泵房、管子道100000 mm井下變電所、變電所通道 110000mm井下候車室、醫療室 75413mm回風道 1786035mm水倉 662906mm永久避難硐室 82154mm火工品發放室 298050mm其它硐室 56897mm以及其他連接巷道總計 2618093mm運煤系統：工作面——運輸順槽——工作面煤倉——膠帶運輸大巷——井底煤倉——主斜井——地面通風系統：主副斜井——井下車場及井下煤倉——膠帶運輸大巷及軌道運輸大巷——運輸順槽——工作面——回風順槽——回風大巷——回風斜井或者回風井——地面運料排矸系統：運料：副斜井——井底車場——軌道運輸大巷——回風順槽——工作面（排矸系統線路與行人系統一樣，與運料系統線路相反）供電系統：高壓電纜——井底車場——軌道運輸、膠帶運輸大巷——工作面移動變電所（降壓）——工作面用電設備壓氣和供水系統掘進采區車場及硐室等巖層工程所需的壓氣，工作面平巷以及運輸機裝載點所需的降塵噴霧用水分別由專用的管路送至采區用氣和用水地點。第五章 采礦方法井田內未發現斷層、陷落柱等其它構造現象，總體屬“簡單構造”。位于太原組下部，上距4號煤層約52m左右。 －，屬穩定可采煤層。煤層結構復雜，含夾矸1—5層，夾矸巖性多為高嶺質泥巖、泥巖、炭質泥巖。煤層頂板多為泥巖,偶為砂礫巖，底板多為泥巖。另據井木煤礦巷道揭露,在原井田東部見有古空破壞區分布。根據本區的地質條件、煤層賦存特征和礦井生產規模，同時結合國內外綜采發展現狀綜合考慮，設計對主采的9號煤提出了三種采煤法：①傾斜分層金屬網(或塑料網)假頂綜合機械化采煤方法；②綜合機械化放頂煤采煤法；③大采高綜合機械化采煤法(9號煤分兩層，上分層采用大采高采煤法開采，采高4～5m左右，下分層為放頂煤采煤法開采)。并對以上三種采煤方法進行了詳細的分析比較，現簡述如下：I. 人工假頂分層綜采本井田9號煤，必須分3～4層大采高開采，分層厚度4～5m左右，分層間亦鋪設金屬網假頂。按上述煤厚本區9號煤采用分層開采，分層層數過多。綜上所述，本區9號煤層采用人工假頂分層綜采雖然煤炭回收率高，但其工藝復雜，每分層均需布置回采巷道，巷道掘進率高，材料消耗量大，成本高，增產潛力小，人員多，效率低，效益差，而且由于本礦井9號厚煤層厚度大，分層層數