采礦工程畢業設計論文-龍煤集團鶴崗分公司興山礦15mta新井設計[2]-資料下載頁

【導讀】本設計新礦井為鶴崗礦業集團興山煤礦，共有7層可采煤層，總厚度為。設計井田的可采儲量為。5000m，平均傾斜長2020m，煤層平均傾角20°，屬于緩傾斜煤層。本設計礦井采用雙立井的開拓方式，分組集中大巷布置方式。共劃分12個采區，其中首采區為1個，達產工作面2個。區為西六采區，采用語大巷裝車式下部車場，綜合機械化采煤。井年工作日為330d，采用“三、八”式工作制，設計工作面長為190m，每刀進度為，每日割四刀。提升設備為主井采用箕斗提升，副。等因素影響，因此本井田內全部采用走向長壁采煤法開采。井田境界確定的依據.........

　　

【正文】 23 圖 35 大巷斷面圖 井底車場 的 形式選擇 井底車場形式析選擇除了要根據井筒的形式及地質條件，還要考慮礦井的生產能力，根據 井底車場 富裕通過能力，應大于礦井設計生產能力的 30%；當多水平開采時，井底車場設計時，應該考慮到增產的可能性；盡可能提高井底車場的機械化水平，簡化調車作業，提高生產率，提高井底車場通過能力； 綜上，結合本設計礦井的有關設計參數，通過對各種車場 的適用條件及優缺點做簡單比較后，初步擬定本設計井田井底車場形式 擬選用 底卸式礦車 臥式環形車場，采用 單 翼來車的形式。 24 煤層群的聯系 本礦井共有七層煤，即： 1 22 2 2 33煤層，參見可采煤層特征表及巷道開拓方案示意圖 。大巷布置在 23煤層的底板巖石中。開采時采用下行式開采。 采 區劃分 將井田劃分成若干采區時，應考慮如下所述原則：如果井田走向長度不大，兩翼均不超過 1500m，可以不劃分采區，直接從井田邊界進行后退式回采．初步設計一般負責劃分第一水平全部采區，故需要沿井田走向全長統一考慮，作到初后期統籌兼顧，不但要全井合理，更要有利于初期；采區劃分要考慮采區接續關系，便其適應各翼儲量及產量分配；要適應充填注砂井，回風井的既定位置，使分區充填，分區通風的聯系巷道盡量縮短；采區劃分既要有意識地縮短大巷，又要充 分注意人為境界處延的可能性；對于煤層穩定，開采條件好，生產能力大的采區，走向長度要適當加大；為了充分發揮綜合機械化效能，減少搬家次數，提高效率和回采率，減少采區煤柱損失，凡是厚度穩定，適合于綜機開采的部分要單獨劃分出采區；開采多煤層的井田，應盡量聯合布置采區，搞集中生產；對于自然發火傾向強烈的煤層或圍巖壓力大，難于維護的礦井，采區尺寸要適當縮小； 初期采區尺寸要適應目前輸送機的實際長度及電壓降的控制范圍，后期采區尺寸可逐步加大根據該設計井田的地質構造及煤層賦存等因素； 結上 所 述采區劃分原則，以井田內的斷層為邊 界，從而劃分的具體情況如圖（ 33） 25 采區劃分圖（ 33） 井筒布置及施工 井 筒 穿過的巖層性質及井硐維護 由于本井田地勢平坦，表土層厚且有流沙層，所以確定采用立井開拓方式，并按照工業廣場少壓煤，至少不壓好煤和井下生產費用較低的原則確定了主、副井筒位于井田偏南部的井田走向中央。 井 筒 布置及裝備 主井主要用于提煤。井筒直徑 ，采用 6t 多繩摩擦式提煤箕斗進行煤炭提升。支護材料： 基巖段采用單層砼結構，凍結段采用雙層砼結構；井壁厚度：基巖段 350mm，凍結段 700mm。井筒裝備有鋼絲繩罐道，井深 400m。 副井 :主要用于升降人員、設備、材料及提升矸石等，并兼作通風、排水。為防止斷繩事故，設有防墜器。井筒凈直徑 。支護材料：基巖段采用單層砼結構，凍結段采用雙層砼結構；井壁厚度：基巖段 400mm，凍結段800mm。井筒內裝備有鋼絲繩罐道、梯子間、電纜線和水管管道等。井深為。 26 331 副井斷面布置圖 圖 3－ 3－ 2 主井斷面布置圖 27 井筒延伸的初步意見 井筒延伸方案主要有以下兩種： （一） 暗斜井延伸 暗斜井延伸生產與延伸相互干擾小，暗斜井做主井，系統簡單，提升能力大，可充分利用原有井筒提升能力；增加了提升、運輸環節和設備；通風系統復雜。 （二） 直接延伸原有主副井 直接延伸原有主副井這樣可以充分利用原有設備和設施，提升系統簡單，轉運環節少，經營費用低，管理方便；但原有井筒同時擔負生產和延伸任務，施工和生產相互干擾，接井技術難度 大，礦井將短期停產；延伸兩個井筒的施工組織復雜，延伸后提升長度增加，提升能力下降； [12] 通過上述兩種方案比較，并參照本井田煤層賦存特征，初步決定采用 第二 種 方案。 井底車場及硐室 井底車場形式的確定及論證 井底車場是連接礦井主要提升井筒和井下主要運輸巷道的一組巷道和硐室的總稱。它聯系著井筒提升和井下運輸兩大生產環節，為提煤、提矸、下料、供電和升降人員等各項工作服務。 井底車場首先必須保證礦井生產所需要的運輸能力，并應滿足礦井不斷持續增產的需要。為此，井底車場的設計通過能力應大于礦 井生產能力 30～50﹪。其次，在滿足井底車場通過能力的前提下應盡量減少其掘砌體積，而且井底車場應便于管理和安全操車。 該礦井設計生產能力為 ， 年 工作日 330d，實行三八工作制，每日凈提升 14 小時；礦井采用雙立井開拓方式，兩個開采水平，集中大巷布置，兩翼來煤量基本相等；主要運輸大巷采用 3t 底卸式礦車運輸，每列車由 19輛礦車組成，由兩臺 10t 架架線式電機車一前一后牽引。卸載時，機車通過卸載站。輔助運輸和掘進采用 1t 固定式礦車，矸石列車由 34 輛 1t 礦車組成。一臺 10t架線式電機車牽引。本設計礦井屬于低 瓦斯、低涌水量礦井； 綜合以上所述，結合設計要求，經分析比較后，本設計礦井擬選用 28 底卸式礦車環形臥式井底車場。 井底車場的布置、存儲線路、行車線路布置長度 （一） 井底車場線路布置的要求 井底車場首先必須保證礦井生產所需要的運輸能力，并應滿足礦井不斷持續增產的需要。為此，井底車場的設計通過能力應大于礦井生產能力 30～50﹪。其次，在滿足井底車場通過能力的前提下應盡量減少其掘砌體積，而且井底車場應便于管理和安全操車。 （二） 存車線長度的確定 根據 實踐經驗，各類存車線可以選用下列長度： 礦井的主井空、重車線長度各為 列車長； 、重車線長度，中型礦井按 列車長； ，中小型礦井應能容納 5～ 10 個材料車； （三） 存車線長度的計算 、重車線，副井進、出車線： L=m n Lk+N Lj+Lf 式中 L— 主井空、重車線，副井進、出車線有效長度， m； m列車數目，列； n每列車的礦車數，按列車組成計算確定； Lk每輛礦車帶緩沖器的長度， m。 N機車數 , Lj每臺機車的長數 Lf附加長度，取 10 m。 經過計算，得主井 L=1 19（ +） +1 +10= m， 副井 L= 34（ +） +1 +10= m。 L=nc Lc 式中 L 材料車線有效長度， m； nc材料車數，輛； Lc每輛材料車帶緩沖器的長度， m； L=nc Lc=15 =33 m； 單開道岔非平行線路聯接 29 已知：道岔 DK630515， a＝ 3258mm， b＝ 4142mm， α ＝ 11176。 25′ 16″，R＝ 20200mm， δ ＝ 45176。 查表得： m＝ 11218mm， n＝ 8884mm， H＝ 6282mm， T＝ 6034mm， Kp＝11721mm。 已知：道岔 DK630412， a＝ 3496mm， b＝ 3404mm， α ＝ 14176。 15′， R＝ 20200mm， δ ＝ 60176。 查表得： m＝ 13291mm， n＝ 11804mm， H＝ 10223mm， T＝ 8438mm， Kp＝ 15970mm。 單開道岔平行線路聯接 已知：道岔 DK624515， a＝ 3258mm， b＝ 4142mm， α ＝ 11176。 25′ 16″，R＝ 20200mm， S＝ 1600mm。 查表得： L＝ 13178mm， c＝ 1938mm， n＝ 6080mm， D＝ 11703mm。 單開道岔平行線路聯接如圖 3－ 4－ 3。 渡線道岔線路聯接 已知：道岔 DK62441216， a＝ 3496mm， b＝ 3404mm， α ＝ 14176。 15′， S＝ 1600mm。查表得： c＝ 1700mm， L＝ 13292mm。 渡線道岔線路聯接如圖 3－ 4－ 4。 圖 3－ 4－ 4 渡線道岔線路聯接 井底車場 通過能力計算 （一） 井底車場線路 布置圖 39 和調度表見下表 36 基本軌起點基本軌起點 30 圖 39 井底車場線路圖 列車調度表 區段ⅠⅡⅢⅣⅤⅥⅦⅧⅪⅩ時間（分）煤矸混合列車運行線底卸式列車運行線調度圖表 （二） 礦井日產原煤 4545 t，日產掘進煤為 4545 =272t， 3t 底卸式礦車日運煤量為 4545 =。 3t 底卸式礦車列車數為 （ 3 19） =75 列。每日運矸石量為 4545 = ， 1t 箱式礦車列車數為 （ 34） =20 列。 每日進入井底車場的 3t底卸 式礦車數與 1t煤矸列車數之比為 90/20=9:2 31 每一調度循環時間為 分，列車進入井底車場平均間隔時間為，列車在井底車場平均運行時間為 分， 3t 底卸式礦車在井底車場平均運行時間為 分， 1t 箱式列車在井底車場平均運行進間為 分。 （三） 通過能力計算 按公式計算： N=TaQ/ =330 19 60 Q/ = 104( 3 19 10)/( ) = 通過能力富余系數為 。滿足設計規范要求。 井底車場主要硐室 （一） 井下中央變電所 中央變電所硐室是全礦井下電力總配電站，為了節約輸入輸出電纜線、配電均衡、安裝維護方便和便于提供新鮮風流等目的，宜將變電所置于副井與井底車場連接的附近。其斷面按所選的具體變壓器型號確定，同時，應滿足有關規定的要求，不得違反有關規程。 硐室不應有滴水現象，電纜溝應設置一定坡度以便將積水隨時排出室外。 中央變電所應根據規定，設置滅火器材。如配置滅火設備和充足的砂箱，為此在硐室設計尺寸 時，應留出相應的位置。 （二） 中央水泵房硐室 ，能否正常安全運行關系重大，故水泵房硐室位置的選擇應考慮以下因素： ① 管路敷設最短，不僅節約管路電纜，而且管道阻力和電壓將最小。 ② 一旦井下發生水患，人員、設備便于撤出，同時便于下放排水設備，增加排水能力，迅速排除事故恢復生產。 ③具有良好的通風條件。 根據以上要求，硐室位置應選在井底車場與副井連接處附近空車線一側，以便于設備運輸，與中央變電所硐室組成聯合硐室，即使有特殊原因也要盡可能靠近副井。 32 ① 中央水泵房 硐室必須采用不燃性材料支護，如砌料石或混凝土碹，在堅固的巖層中也可采用錨噴支護，但不得有淋水。 ② 出口通道處須設置向外開啟的能防水防火的密封門，從硐室出口防火門起 5 采煤內的巷道應砌碹或用其它不燃性材料支護。 ③ 泵房硐室的地坪應高出通道與車場連接處地板 ，設置流水坡，以防硐室積水。 ④水泵工作的總能力應能滿足 20 小時內排出框架 24 小時的正常用水量。 （三 ） 水倉容量與數量 水倉是按礦井正常涌水量計算的，《煤礦安全規程》規定，當礦井正常涌水量在 1000 立方米 /小時以下，主要水倉有效容積能容納 8 小時的正常涌 水量。同時主要水倉必須含有主倉和副倉。 據以上可知，本設計礦井正常涌水量為 200 立方米 /小時，小于 1000 立方米 /小時。故其容量 V=Q 式中： V—— 水倉容積，立方米； Q—— 礦井正常涌水量，立方米 /小時； 由此： V= 200=1600 立方米 設定設有主副水倉，每個水倉承擔一半涌水量，則有 1600/2=800 立方米。若用凈斷面為 10 平方米的半圓拱形斷面，那末一條水倉長度為 L=800247。 10=80m （四） 水倉的支護形式和特殊要求 本設計水倉斷面為半圓拱形， 用混凝土砌碹，考慮到支架間隙亦可儲水，水倉凈斷面應乘以 的系數，為使淤泥易于沉淀和清理，水倉向配水房方向設立反坡，其坡度常為 1‰～ 2‰。在水倉最低點即清理斜巷地不應設積水窩，再清理水倉時能將積水排出，以方便清理工作。 （ 五 ） 等候室 在副井井筒附近設置等候室，作為工人候車跟休息的場所，等候室和工具房相鄰，以便工人領取工具。 （ 六 ） 其它峒室 其它峒室主要有調度室 等 。 33 開采順序 上山 采 區采用前進式的開采方式， 要滿足工作面的接繼，從離井底車場最近的采區開始采，從上至下。 沿 井田 走向的開采順序 根據煤層分布及采區劃分的具體情況， 采用 雙翼開采，有利于管理， 本設計 采用 走向 長壁開采，并從井田中央向井田兩翼由近及遠開采 。 沿 井田 傾斜方向的開采順序 . 對于緩傾斜根據其采動影響關系，一般只采用下行式開采順序。本礦屬于緩傾斜煤層，考慮到本設計井田內共有三個可采煤層，即 3 、 1 221 、2 2 33煤層。其中 3 煤層位于最上部，