采礦工程畢業設計論文-雞西礦業集團新發煤礦12mta新井設計[2]-資料下載頁

【導讀】有3層可采煤層，分別為29#、24#、4#，煤層總厚度為。區，雙翼開采，兩個工作面達產，29#、24#、4#分層開采。壁采煤法，采煤工藝為普通機械化采煤工藝。頂板處理方法為全部

　　

【正文】 筒，即主立井和副立井。詳見主副井井筒斷面圖：圖 34 和圖 35 D 5 5 0 025001 3 0 02 4 0 03 5 01 6 0 023001 1 0 09 5 0 1 4 5 0 圖 34 主井斷面圖 28 D60005005020044408004750102418405003401860排水管 圖 35 副井斷面圖 井筒延深意見 開拓延伸的方案的原則： 保持或擴大礦井生產能力； 適當 的井筒斷面，保證瓦斯涌出量按梯度增加仍能通過足夠的風量 ； 加強生產管理，延深的組織管理與技術管理施工與和緊密配合，協調一致，盡量減少延深對生產的影響 ； 盡可能縮短新、舊水平的同時 生產時期。 方案一：直接延伸原有主副井； 優點：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； 缺點： 原有井筒同時擔負生產和延伸任務，施工和生產相互干29 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； 方案二：暗斜井延伸（即利用暗斜井或暗立井開拓下一水平，原有主副井不延伸） 優點：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力； 缺點： 增加了提升、運輸環節和設備；通風系統復雜 ，受采動影響損失煤量 。 通過上述兩種方案比較，并參照井筒延伸原則及本井田煤層賦存特征，初步決定采用 立 井延伸方案。 井底車場及硐室 井底車場形式的確定及論證 井底車場是鏈接井下運輸 和提升 的樞紐。排水通風，動力供應及人員上下等，也必須通過井底車場。而井底車場的形式必須適應井下運輸和井筒提升的要求 、 井筒形式 、 提升方式 。 井底車場形式的確定應該根據井田地質條件、井型大小、井田開拓方式、大巷運輸方式、地面布置及生產系統等因素來選擇。該礦井井底車場形式的選擇依據如下： （ 1）該礦井設計生產能力為 ，年工作日 330d，實行四六工作制，每日凈提升 16h； （ 2）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； （ 3）主要運輸大巷采用 3t 底卸式礦車運輸，每列車由 20 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。輔助運輸和掘進煤采用 噸固定式礦車，煤矸混合列車由 20 輛 1 噸礦車組成。一臺 10t 架線式電機車牽引。 （ 4）本設計礦井屬于高瓦斯、低等涌水量礦井； 經分析比較后，本設計礦井擬選用 底卸式礦車環形臥式井底車場。 30 井底車場的布置，存車線路，行車路線 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，由于通過各個井底車場的煤種數量不同，其各線路的數目和長度亦相應不同。 （ 2）井底車場線路布置時，應充分考慮各硐室布置的合理性； （ 3）井底車場的線路工程量?。? （ 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； （ 6）線路布置要有利于通風； （ 7）底卸式礦車的井底車場設計要注意調頭問題。 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，并增加車場工程量。根據我國煤礦多年的實踐經驗，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 。 ① 主井空、重車線， 副井進、出車線： L=mnLk+NLj+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 10m。 31 經過計算，得 主井 L=120+2+10=79m， 副井 L=120++10=。 ② 材料車線有效長度 L=ncLc+nsLs 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； ns—設備車數，輛； Ls—每輛設備車帶緩沖器的長度， m； L=ncLc+nsLs=10=24 m； 根據實際需要，開設水泵硐室和變電所，取材料車線長 60m。 通過能力計算 見下圖： 14 567R=25000223583300012970069000755131970094000R25000131538582652366353778373364R25000R25000 32 萬噸，每日運日矸石量為 4000=600t，日產掘進煤為 4000=200t， 3t 底卸式礦車日運煤量為 4000 =3760t。 3t 底卸式礦車列車數為 3760/（ 320） = 列。 根據礦井矸石量與掘進煤的比例（ 15%/6%=5/2），確定 煤矸石混合列車由 13 輛矸石與 9 輛煤車組成。每列矸石車與煤車的載重之比為 13/9=5/2 故符合要求，日混合列車數為 （ 1200+480） /（ 13+9） =（列） 每日進入井底車場的 3t 底卸式礦車數與 混合列車數之比為，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， 5t 底卸式礦車在井底車場平均運行時間為 分， 混合列車在井底車場平均運行進間為 12 分。 3. 通過能力計算 按公式計算： N=TaQ/ ==(4203+29)/() =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 主井設有 t 底卸式礦車卸載站硐室、翻車機硐室、井底煤倉及井底煤倉裝載硐室、 清理井底散煤硐室及水窩泵房等。 副井系統硐室有副井井筒與井底車場連接處（馬頭門）、主排水泵房（中央水泵房）、水倉及清理水倉硐室、主變電所（中央變電所）及等候室等。 主排水泵房和主變電所應聯合布置，以便使主變電所向主排水泵房的供電距離最短。為防止進下突然涌水淹沒礦井，變電所與水33 泵房的底板標高應高出井筒與井底車場聯結處巷道軌面標高 米，水泵房及變電所通往井底車場的通道應設置閉門。 其它硐室有調度室、醫療室 、架線電機車庫及修理間、蓄電池電機車庫及充電硐室、防火門硐室、防水門硐室、井下火藥庫、消防材料庫、人車站等。 開采順序 開采順序是指礦井 按照順序進行開采 ，做到 有的放矢、采掘并舉，掘進先行，因此， 了解有關政策與規程、規范規定、合理的開采順序應滿足下列要求： 、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； ，最大限度地開采煤炭資源； ，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； ，減少井巷工程量和基建投 資。 沿煤層走向的開采順序 根據該設計礦井的煤層分布及采區劃分的具體情況，采用井田雙翼同時開采，這樣有利于礦井的均衡生產和合理配采，確定生產的連續性；有利于礦井通風、運輸等主要生產系統的管理，依據本設計礦井的采區劃分的具體情況，采用走向長壁開采，這樣以減少初期工程量和基建投資，并且投產快。 沿井田傾向的開采順序 在同一煤層內，沿傾斜煤層的開采順序，可分為上行式和下行式開采 。本礦屬于緩傾斜煤層，故沿煤層傾斜方向上采用下行式開采順序。在垂直方向上的開采順序是，先采完第一水平，再采第二水平。 采區接續計劃 根據井田的地質條件，以自然斷層為界，將該一水平劃分為三34 個采區，詳見采區分布示意圖。合理的采區接續應有如下要求： 、采區的生產正常接續，從而保證礦井持續穩產、高產； ，最大限度采出煤炭資源； ，充分發揮機械設備的能力，減少巷道維護費； ，有利于巷道維護。 詳見采區接續圖表 35 表 35 采區接續圖表 采區名稱工業儲量萬噸/ 年可采儲量萬噸/ 年生產能力萬噸/ 年服務年限中一 60 中三中二 西三東三西一東一東二660606060606060723715746877694715708830821 60546504630 ―三量 ‖控制情況 ―三量 ‖指準備煤量、開拓煤 量和回采煤量。 計算 ―三量 ‖時注意的要求： ① 當采用煤層大巷時，大巷應超過采區上山 100 米才可將采區劃入開拓煤量范圍 ； ② 當采用集中大巷和采區石門開拓時，集中大巷應掘進采區石門 50 米，采區石門應掘至上部煤層，才可將該采區劃入開拓煤量范圍 ； ③ 開拓煤量 3—5 年以上，準備煤量 1 年以上，回采煤量 46 個35 月以上。 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，Mt； C― 采區回采率，％ 。 本設計井田采用分組集中大巷和采區石門開拓，故而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，本設計礦井的開拓煤量計算得 Ｚ K＝ 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 本設計礦井的準備煤量計算得 Ｚ c＝ 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 nd 式中：Ｚ n― 回采煤量 ∑Ｚ nd― 已為采煤巷道所固定的可采儲量 ― 工作面回采率 本設計礦井回采煤量計算得 Ｚ n＝ 。 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= 滿足要求； 準備煤量可采期 TZ=1a 滿足要求； 回采煤量可采期 Tn=＞ 滿足要求。 36 第 4 章 采區巷道布置及采區生產系統 采區概述 采區布置的要求 合理集中生產 ； 合理確定采區生產能力 ； 良好的經濟效果 ； 合理的通風和運輸 。 設計采區的位置、邊界 、 范圍及采區煤柱 根據本礦井的開拓方式、煤層賦存狀況以及開采投產的要求，采區的位置及邊界見采區布置圖，采區煤柱包括采區范圍內的巷道煤柱、采區邊界煤柱、斷層煤柱和隔水煤柱等，根據有關要求和該采區的實際情況，采區煤柱留設如下：兩側各留保護煤柱 20 米 。 采區的地質和煤層情況 該采區地質條件比較簡單，由西向東逐漸增厚，巖性以礫巖、灰白色中細 巖及黑色泥巖為主，在底部有 12 層是凝灰巖，夾有植物化石，其巖相以湖泊相為主。 29結構單一，厚度穩定，煤質較好 ； 24結構單一，煤層從西往東，有淺至深，具有規律變薄 ； 4結構復雜，有夾石，灰份較高。 煤層間距分別為 ,。 采區的生產能力、儲量和服務年限 影響采區生產能力的因素 （ 1）煤層賦存情況 ； （ 2）地質構造和開采技術條件 ； （ 3）回采工藝和裝備水平 。 確定采區生產能力的方法 （ 1）采煤工作面單產計算 ； 37 （ 2）采區內同采工作面 數目 ； （ 3）采區運輸通風能力 。 00kw﹥ 378kw 符合。 38 第 7 章 礦井通風安全 礦井通風系統的確定 概述 由于地質報告未對鉆孔煤層瓦斯進行測試，所以根據鄰近礦井的數據及實際勘探資料，可以推算出本設計礦井礦井瓦 斯相對涌出量為 m3/t，礦井屬高瓦斯礦井。煤塵有煤炸危險性，井田范圍內煤有自燃傾向，自然發火期為 6 個月左右，依據煤塵爆炸指數及瓦斯鑒定表和鄰近礦井的實際開采情況，瓦斯含量由淺到深逐漸增加。 礦井通風系統的確定 礦井通風系統是向礦井內各作業地點供給新鮮空氣，排出污濁空氣的通風網絡，通風動力和通風控制設施的總稱。 常見的通風系統有中央式、對角式、混合式和分區式，以下將這三種形式分析比