采礦工程畢業設計論文-雞西礦業集團滴道煤礦15mta新井設計[2]-資料下載頁

【導讀】層可采煤層，分別為17#、18#、23#和34-2#層，平均總厚度米，煤層傾角在16°—23°之間，煤質多數為焦煤和1/3焦煤。田的工業儲量，可采儲量,服務年限為59a。采用分組集中布置，工作面采用刮板運輸機。3噸底卸式礦車運輸。采煤方法為走向長壁采煤法，采煤工藝采用綜。年工作日為330d，采用“三、八”式工作制，工作面長為230m，每刀進度為，每日割8刀。

　　

【正文】 提升任務 。采用 180179。 180179。 10mm 方型空心型鋼罐道，端面采用樹脂錨桿固定拖架。罐道和井粱，罐道導向層間距均按 設計。井筒內 設 有鋼 玻璃鋼復合材料梯子間，作為礦井安全出口和井筒檢修之用，并敷 設 排水管路三趟 。 另外，井筒還敷設有動力電纜、通訊訊號電纜。 29 圖 3— 10 主井筒斷面圖 30 圖 3— 11 副井井筒斷面圖 井筒 延伸 意見 根據 滴道礦區 設計礦井水平劃分方案， 滴道礦區 設計礦井主副井筒從地面布置到一水平后需要延伸， 根據下表所示 ，井筒仍按原有主副井 延伸 ； 見表（ 312） 31 表 3— 12 延伸方式方案 井底車場及硐室 井底車場形式的確定及論證 井底車場是連接井下運輸的樞紐，井下的煤通過井底車場經井筒運至地面，地面的材料和設備通過井筒、井底車場運到各個工作面。排水、通風、動力供應及人員上下等，也必須通過井底車場。井底延伸 方式 適用條件 優點 缺點 延伸 原有 井筒 1. 礦井產量小，井筒斷 面大，能隔出提升空間 2. 井筒已經開鑿，只進 行清理、安裝罐道梁 。 量小 。 用人員少 。 干擾 。 。 新開 暗井 ， 不能下延或不經濟 。 小于 60 萬 /年 。 。 絞車設備 。 。 多 。 。 延伸 與暗 井結 合 ， 允許繼續延深 。 有暗井搗段 。 。 絞車 。 生干擾 。 人員較多 。 量較大 。 新建 與延 伸結 合 1. 深度較大的副井， 需要增加風量 。 地面場 地允許 。 2. 主井提升能力，地質 條件允許 。 升系統 。 原有設備能力 。 力 。 。 。 。 32 車場形式必須 滿足下列要求： 1 車場的通過能力應比礦井生產能力有 30%以上的富裕系數， 要有增產的可能性； 2 調車簡單，管理方便 并且 彎道及交叉點少； 3 井巷工程量少，建設投資省，便于維護，生產成本低； 4 操作安全，符合有關規程、規范要求； 5 施工方便，建設工期短。 井底車場形式的確定，應根據井田地質條件、井型大小和大巷布置、提升方式及生產系統等因素確定。該礦井井底車場形式的選擇依據如下： 1 礦井設計能力為 ，年工作日 330d，實行 三 班 八 小時 工作制，每日凈提升為 16h，矸石量 占 煤產量的 20%， 掘進煤 占 煤 產量的 5％。 2 礦井采用雙立井、兩個水平、集中運輸大巷的開拓方式，兩翼大巷的煤量基本相等； 3 主立井裝備采用一對 16 噸箕斗提升，副井采用雙層四車剛性立井多繩罐籠提升； 4 水平大巷運輸采用 10t 架線式電機車牽引 3t 底卸式礦車方式，輔助運輸采用 1t 固定式礦車； 5 滴道礦區 設計礦井屬 低 瓦斯、 低 涌水量礦井； 6 滴道礦區 設計礦井井田地質條件較好 。 綜合以上所述，結合設計要求， 滴道礦區 設計礦井選用 3 噸 底卸式礦車，立 井 立 式 折返式 車場。 井底車場布置 儲車線路 行車線路布置長度 1． 井底車場線路 布置的要求 (1) 井底車場的線路主要由主井空、重車線，副井進、出車線和回車線組成 ； (2) 井底車場線路布置時，應充分考慮各硐室布置的合理性 ，且有利于通風； (3) 井底車場的線路工程量小； (4) 為保證運行安全，應盡量避免在曲線巷道頂車，機械推車需布置在直線段上； (5) 盡量減少道岔和交岔點 。 33 2． 存車線長度的確定 確定存車線長度是井底車場設計中的重要問題，如果存車線長度不足，將會使井下運輸和井筒提升彼此牽制，影響礦井生產能力；反之，如果存車線過長，會使列車在車場內的調車時間增加，反 而降低了車場通過能力 ， 各類存車線可以選用下列長度： (1) 中小型礦井的主井空、重車線長度各為 － 列車長； (2) 副井空、重車線長度， 中小型礦井按 － 列車長； (3) 材料車線長度，中小型礦井應能容納 5－ 10 個材料車； (4) 調車線長度通常為 列車和電機車長度之和； 3. 存車線長度的計算 （ 1） 主副井空、重車線 計算公式如下： L=m179。n179。L 1+N179。L 2+ L2 式中： L— 空重車線長度， m； n— 每列車的礦車數，輛 ； m— 列車數，列 ； L1— 一個列 車帶緩沖器的長度， m； L2— 每臺電機車長度， m； L3 — 列車制動距離， m； N— 電機車數量，臺 。 a、主井： m=1 列， n＝ 22 輛， L1＝ 4m， N=1 臺， L2＝ ， L3＝ 10m 則： L＝ 1179。 22179。4+1179。+ 10＝ ，取 L＝ 103m； b、副井 ： m=1 列， n＝ 28 輛， L1＝ ， N=1 臺， L2＝ ， L3＝ 10m 則： L＝ 1179。 28179。 +1179。+ 10＝ ，取 L＝ 141m； c、調車線長度： L＝ 1179。 28179。 4+1179。+ 10＝ ,取 L＝ 127m； （ 2） 材料車線長度 L＝ n179。L 1 式中： n— 容納材料的車數，取 10 臺 ； L1— 材料車長度，為 ； L＝ 10179。 ＝ 24m 根據實際需要，開設水泵硐室和變電所，取材料車線長 60m； 如（ 圖 3— 13） 井底車場布置圖。 34 50000844263656814523011339。1239。aa*40676 76000639。 62533519938 1213a39。aamp。14a4810011439。 12000085423434422522493311204771000850000111162339。6 6 4 7 51757460215 239。aa39。a 932120000286007 a*139。1120339。1 圖 3— 13 底車場布置圖 線路曲線參數 見（表 314） 35 表 314 線路曲線參數 回轉角（ 。 ） 曲線半徑 （ mm） 曲 線長度 （ mm） a =45 30000 23562 a1 = 30000 16101 a2 =55 30000 28798 a3 = 30000 60461 a4 = 30000 23809 4. 調車方式 3t 底卸式列車采用通過式調車， 1t 固定式列車采用頂推調車，各列車運行詳見 （ 表 3— 15） 井底車場運行圖表。 表 3— 15 底車場運行圖表 1078145 39。1439。6 39。1339。 1439。614131 4121 3111 2101 191089區段 21239。1 39。339。2 39。439。3 39。45342312時間9876543 17161514131211 21201918 — 1 噸固定礦車 — ○ — 3 噸底卸式礦車 通過能力計算 滴道礦區 設計生產能力為 ，井底車場線路布置采用 3t 36 底卸礦車運煤， 10 噸架線式電機車牽引 ，每列車內由 22 輛礦車組成。輔助運輸采用 1t 固定式礦車，掘進出煤由副井運至井外，每列車由28 輛車組成。 列車在車場平均運行時間 s＝ min，日產煤 t； 矸石 179。 20％＝ 909t； 掘進煤 179。5% ＝ t； 3t 底卸式礦車運煤量 179。95% ＝ 4318t； 每日需 3t 底卸式礦車列數 4318/（ 3179。 22）＝ 列，約 66 列。 每一調度循環內有 3 列 3t 底卸式礦車和 1 列 1t 固定式礦車組成。每一調度循環時間 26 分，進車間隔 分。 車場通過能力計算： 按公式計算： N=TaQ/=式中 : N— 井底車場年通過能力， t； Ta— 每年運輸工作時間等于礦井設計年工作日數 與日生產時間的乘積， min； Q— 每一調度循環進入井底車場的所有列車的凈載煤重， t； T— 每一調度循環時間 ,min； — 運輸不均衡系數 N＝ 179。 (1179。 22179。3 179。 3+7179。 +15179。 )/(179。 26)＝ 428； 車場通過能力富裕系數 ： K＝ 428/150=； 井底車場通過能力滿足要求。 井底車場 主要 硐室 1 主井系統硐室 3t 底卸式礦車卸載站硐室、井底煤倉裝載硐室、清理散煤硐室都 建設在主井內。 2 副井系統硐室 副井與井底車場連接處設有中央水泵房 、 中央變電所 、 水倉及清理水倉硐室。采用 1t 礦車，用罐籠提升外運。 3 其它硐室 37 其它硐室設有調車室、醫療室、機車維修房、消防材料室、等候室、工具室等。 開采順序 開采順序是指礦井采掘工作應有計劃、有步驟地按一定順序進行，做到采掘并舉，掘進先行，因此， 根 據有關規定， 合理的開采順序應滿足下列要求： 1 保證開采水平、采區、采煤工作面的生產正常接替，以保證礦井持續穩產、高產； 2 符合煤層采動影響關系，最大限度地開采煤炭資源； 3 合理集中生產，充分發揮機械設備的能力，提高礦井的勞動生產率，簡化巷道布置； 4 降低掘進率，減少井巷工程量和基建投資。 沿井田 走向的開采順序 依據 滴道礦區 設計礦井的采區劃分的具體情況，采用 走向 長壁 采煤法 開采，這樣 可 以減少初期工程量和基建投資，并且投產快。 沿 井田 垂直方向的開采順序 滴道礦區 礦井設計 總體采用下行式開采。由于 342離其余三層煤較遠，將其獨立 開采 。故開采順序依次為 17 、 18 、 23 342煤層將最后開采。 采區接續計劃 根據井田的地質條件，以自然斷層為界，將該井田劃分為 6 個采區，詳見采區分布示意圖 （ 圖 39） 。合理的采區接續應有如下要求： 1 開采水平、采區的生產正常接續，從而保證礦井持續穩產、高產； 2 符合煤層采動影響關系，最大限度采出煤炭資源； 3 合理集中生產，充分發揮機械設備的能力，減少巷道維護費； 38 4 便于災害防治，有利于巷道維護。 滴道礦 區 設計礦井的采區接續計劃表如 （ 表 3— 15） 所示。 表 3— 15 采區接續計劃表 “三量”控制情況 1. 礦井開拓煤量的確定 開拓煤量是指井田范圍內掘進的開拓巷道所圈定的尚未開采的可采煤量，可按下式計算： Ｚ K=(Ｚ m－ Ｚ s－ Pk) c 式中： Ｚ K— 開拓煤量， Mt； Ｚ m— 計算范圍內的地質儲量， Mt； Ｚ s— 地質損失，是因為地質及水文地質條件不利所造成的損失，包括含水大、煤層厚度小、斷層多等原因不能采出的儲量 ； C— 采區回采率， ％ 。 滴道礦區 設計井田采用集中大巷和采區石門開拓 。 開拓煤量指集中大巷掘進過采區石門 50m，采區石門應掘至上部煤層那部分可采儲量， 滴道礦區 設計礦井的開拓煤量計算： Ｚ K＝ 41Mt 2. 準備煤量的確定 所圈定的可采儲量，可按公式計算： 準備煤量＝（采區走向長度 采區斜長 煤層平均厚度 煤層容量－地質損失－呆滯煤量） 采區回采率 39 滴道礦區 設計 采區 的準備煤量： Ｚ c＝ 。 3. 回采煤量的確定 回采煤量 是指準 備煤量 范圍內 已被采 煤巷道 所固定 的可采儲量。可按下式計算： Ｚ n＝∑Ｚ ndCn 式中 ： Ｚ n— 回采煤量 ； ∑Ｚ nd— 已為采煤巷道所固定的可采儲量 ； Cn— 工作面回采率 ； 滴道礦區 設計礦井回采煤量： 。 根據有關規定，開拓煤量、準備煤量、回采煤量都應該有一定的可采期。 開拓煤量可采期 TK=20a 滿足要求； 準備煤量可采期 TZ=151a 滿足要求；