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文档简介
河南理工大学成人高等教育毕业设计(论文) 摘要提供全套,各专业毕业设计义安矿业公司11采区设计摘 要设计说明书依据义安矿业公司有关资料,按照设计任务书和设计大纲要求,采用近年来已经成熟的即经济又安全的开采方法及巷道支护技术和安全措施对义安矿业公司11采区从机电运输、通风、排水等生产系统进行了系统的设计。义安矿业公司11采区设计,根据矿井具体的生产条件及地质因素,通过采用三套开拓方案对比,确定采用采区上山开拓方式。设计共有八章,分别从引言、矿井概况、地质构造及水文地质条件、采区开拓方式、巷道布置及装备、通风与安全、通风、排水、压风、运输设备、施工工期、技术经济指标等方面一一进行了经济及技术论证,涵盖了采区设计所要求的各个方面。【关键词】采区设计,开拓方式,生产系统,巷道设计iv河南理工大学成人高等教育毕业设计(论文) 目录目 录1引言12矿井概况1 2.1矿井概况22.2设计的主要技术特征22.2.1开采条件及资源情况22.2.2采区开拓22.2.3采区巷道布置22.2.4工作面开采顺序22.2.5采煤方法22.2.6通风系统22.2.7运输系统32.2.8排水系统32.2.9供电系统32.2.10监控、人员定位系统32.2.11通讯调度系统32.3主要技术经济指标33地质构造及水文地质条件43.1采区地质43.1.1地层43.1.2采区构造43.2煤层及煤质43.2.1煤层43.2.2煤质43.3顶底板岩性及特征53.4水文地质条件及涌水量预计53.5瓦斯地质概况53.6其他开采技术条件53.6.1煤尘53.6.2煤的自燃53.6.3地温54采区开拓方式、巷道布置及装备64.1采区储量4.1.1采区资源储量64.1.2采区资源储量损失量64.1.3采区可采储量64.2采区生产能力和服务年限64.2.1矿井工作制度64.2.2设计生产能力64.2.3采区服务年限74.3采区巷道布置74.4区段划分和开采顺序94.5采区运输104.6采区采煤方法及采煤设备配置114.6.1采煤方法的选择114.6.2采煤工作面回采方式及顶板管理134.6.3采区及工作面回采率134.7巷道掘进134.7.1 巷道断面和支护形式134.7.2掘进工作面个数、掘进机械配备144.7.3采区采掘面比155通风与安全185.1 11采区瓦斯含量185.2 通风系统205.2.1矿井通风系统205.2.2采区通风系统205.2.3 采区通风线路205.2.4采区需风量及负压计算205.2.5 采区通风等积孔计算256通风、排水、压风、运输设备266.1通风设备266.2排水设备266.3压风设备266.4运输设备276.5供电系统286.6送变电346.7采区供电386.8通信调度系统396.9安全监测系统396.10人员定位系统417施工工期427.1移交标准427.2施工方案428技术经济指标438.1劳动定员438.2实施进度438.3主要技术经济指标44参考文献46致谢47河南理工大学成人教育毕业论文(设计) 1引言1 引 言采矿工程毕业设计是采矿工程专业学习的最后一个教学环节。通过毕业设计,使学生对所学的基础理论知识和专业理论知识进行一次系统的总结,并结合实际条件加以综合运用,以巩固和扩大所学的知识,巩固和发展学生的运算和绘图工程技能,培养和提高学生分析和解决实际问题的能力和素质,丰富学生的生产实际知识。本次设计具体针对义安矿业公司11采区在调查了解地质条件及矿井生产情况的基础上,参考了大量专业书籍,练习了井巷断面的设计、支护方式、施工工艺、生产时的各个系统、劳动组织、主要经济技术指标、避灾路线及安全技术措施等主要内容。通过本次毕业设计,基本掌握了采矿专业的基本理论和技能,为今后实际工作打下了一定的工作基础。4河南理工大学成人教育毕业论文(设计) 2 矿井概况 2 矿井概况2.1矿井概况 洛阳义安矿业有限公司正村煤矿,位于河南省新安县正村乡,南距新安县城15km。2.2设计的主要技术特征2.2.1开采条件及资源情况该采区位于洛阳义安矿业有限公司正村煤矿一水平东翼,开采二1煤层(二2煤层极薄,且赋存不稳定,不易开采),煤层倾角412,平均5,煤层开采标高在-200-316m之间,二1煤层厚度2.46.25m,平均3.82m。根据、期三维地震和瞬变电磁勘探工作,本采区内有30条断层,褶曲7条,该采区水文地质条件中等,采区正常涌水量预计80m3/h,最大涌水量预计130m3/h。该采区经河南理工大学鉴定为无突出危险区,煤尘有爆炸性危险,二1煤层属三类不易自燃煤层。采区二1煤层地质储量1245.9万吨,可采储量996.7万吨。采区设计生产能力67万吨/年,服务年限10.6年。该采区上部采区边界以新安煤矿井田边界下限为界,东侧以f29断层保护煤柱边界为界,西侧以14采区边界为界,下部以12采区保护煤柱为界。采区上部新安井田、西侧14采区二1煤层均未开采。2.2.2采区开拓矿井采用立井开拓方式。工业广场内,有主井、副、风井各1个,主井承担全矿井煤炭提升任务,副井用于进风、下料、提矸和升降人员,中央风井回风。采区开拓方式为前进式,工作面回采后退式,目前开采-318水平。采区建设施工三条上山及各种硐室。2.2.3采区巷道布置11采区轨道大巷布置在二1煤层中,11采区胶带上山布置在二2煤层中,11采区回风上山布置在二2煤层顶板以上8m岩层中。2.2.4工作面开采顺序11040工作面11010工作面11020工作面11030工作面11060工作面11050工作面11080工作面11070工作面11100工作面11090工作面11110工作面。2.2.5采煤方法11采区工作面设计采用走向长壁采煤方法,顶板管理采用全部垮落法。采煤工艺为综合机械化采煤,掘进工艺为炮掘。2.2.6通风系统矿井通风方式采用抽出式通风,主、副井进风,中央风井回风。新鲜风流经11采区轨道(胶带)上山至回采工作面胶带顺槽进入回采工作面,乏风经回采工作面轨道顺槽至11采区回风上山,再至东翼回风大巷经中央风井排至地面。2.2.7运输系统11采区胶带上山输送机选用dtl120/100型钢绳芯阻燃胶带输送机,担负11采区煤炭的运输至11采区煤仓,再经东翼胶带大巷输送机运至上仓斜巷至井底煤仓,由主井运出地面。2.2.8排水系统在回采、掘进工作面顺槽低洼处设置有水仓、泵坑,经自流或水泵将积水排至11采区轨道上山水沟,经东翼轨道运输大巷水沟流入井底水仓。2.2.9供电系统由中央变电所引双回路电源经11采区变电所送至各掘进工作面及采煤工作面。2.2.10监控、人员定位系统矿井安全监测监控系统采用kj70n系统;人员定位采用kj128煤矿人员管理系统。2.2.11通讯调度系统电话电缆沿大巷延伸至11采区,在变电所、绞车房、工作面、安全硐室等地点安装本安型电话,以保证采区正常通信。2.3主要技术经济指标1.设计采区生产能力:0.67mt/a;2.设计采区服务年限:10.6a。3. 采区移交生产时,设计井巷工程总长度10207m,万吨掘进率152.3m/万t;掘进总体积为162659m3,万吨掘进率2427.7m3/万t。其中煤巷总长度6182m,占井巷工程总长度的60.5%,岩巷总长度4025m,占井巷工程总长度的39.5%。4.移交工作面个数:一个回采工作面,开掘进工作面个数3个。5.采区总投资:总投资20126.6万元,吨煤投资317.81元/t,原煤成本357.04元/吨,投资回收期 6.8年.6.采区回采工人工效:15.1t/工;7.采区建设工期:26.6个月。河南理工大学成人教育毕业论文(设计) 3地质构造及水文地质条件3 地质构造及水文地质条件3.1采区地质3.1.1地层区内出露地层属华北地台区的地层,自下而上有奥陶系、石炭系、二叠系、三叠系、第三系、第四系。3.1.2采区构造本采区内地质构造较简单,区内、期三维地震勘探控制有30条断层其走向在119155之间,倾角6072之间,倾向nw、ne,落差在023m之间,褶曲7条。在本采区东侧边界有一个f29断层其走向176倾角63落差2030m,区内岩煤层产状变化较大,采区三条上山岩、煤层倾角412左右,一般在5,煤层走向最大51最小29平均36。本采区内、期三维地震控制地质构造有待于进一步实践,预计区内有隐伏地质构造,且冲刷较频繁预计对本采区开采有一定影响。 3.2煤层及煤质3.2.1煤层本区含煤地层属石炭、二叠系地层,可采煤层为山西组的二1煤层,可采煤层平均总厚度3.82m。二1煤层赋存于下二叠统山西组(p1s)下部, 位于大占砂岩和二1煤层底板砂泥岩之间,上距砂锅窑砂岩约88.99m,下距l7灰岩12.60m。二1煤层层位稳定,采区内共有3个钻孔,3个钻孔均见煤,煤层平均厚度3.82m,属较稳定煤层。煤层结构较简单,一般夹矸12层。根据地质勘探报告在采区内局部有冲刷现象,导致煤层厚度变化较大,局部出现无煤区。二2煤层为灰黑色粉末状,组织疏松,属半亮型煤。二2煤层最大厚度约0.51.0m,属不易开采煤层。3.2.2煤质二1煤层为灰黑色、具玻璃光泽,多呈粉状产品,组织疏松,低中灰、中高硫、特低磷、高发热量、粉状贫煤,煤的视密度为1.43t/m3,真密度为1.51t/m3。一般以动力用煤和民用煤为主。5 3.3顶底板岩性及特征二1煤层顶板为灰色中厚层状、局部为薄层状中细粒砂岩,厚度约17.1m,直接顶板为灰黑色砂质泥岩、粉砂岩较发育,厚度在00.7m左右。底板为灰黑色砂质泥岩,块状、砂泥质构造,其厚度在2.76m,煤层不自燃。 3.4水文地质条件及涌水量预计11采区涌水量分析根据地面期瞬变电磁勘探本采区内煤层顶底板均有富水区,由于本矿1号水文观测孔水压在5.6mpa,因此本采区在掘进过程中要加强顶、底板涌出水观察,尤其是在断层附近要加强探放水工作,防止出现突水淹井事故。预计该采区最大涌水量130m3/h,正常涌水量在80m3/h。3.5瓦斯地质概况矿井为煤与瓦斯突出矿井。11采区经河南理工大学鉴定为无突出危险区。按无突出危险区进行管理。3.6其他开采技术条件3.6.1煤尘二1煤层有煤尘爆炸性危险。3.6.2煤的自燃设计结合邻近生产矿井和小窑调查及有关鉴定资料,二1煤层属不易自燃煤层。3.6.3地温本区平均地温梯度值为2.02/100m,区内主要可采煤层二1煤层底板温度变化范围在26.038.8,随煤层埋藏深度的增加而升高,二1煤层底板标高-300m以深,会出现因地温梯度增高的一级高温区;二1煤层底板-530m水平以深,会出现因地温梯度增高的二级高温区。河南理工大学成人教育毕业论文(设计) 4采区开拓方式、巷道布置及装备4 采区开拓方式、巷道布置及装备4.1采区储量4.1.1采区资源储量本采区地质储量计算采用算数平均法,本采区共计算八块,二1煤层地质储量:1245.9万吨。4.1.2采区资源储量损失量11采区二1煤层井田边界保护煤柱按40m留设,采区边界保护煤柱按20m留设,轨道上山、回风上山两侧保护煤柱按80m留设,断层保护煤柱按80m留设。11采区二1煤层采区边界保护煤柱、断层保护煤柱及三条上山保护煤柱,经统计共计522.6万吨。4.1.3采区可采储量矿井保有工业资源储量,扣除各种煤柱损失,采区回采率80%。经计算,11采区二1煤层可采储量996.7万吨。4.2采区生产能力和服务年限4.2.1矿井工作制度按年工作330d,日运行16h,根据综采特点和特殊性,按“三八”制作业组织,其中两班生产,一班检修准备,每天净提升时间16h。4.2.2设计生产能力根据矿井1.2 mt/a的设计能力,两个采区两个工作面生产保证矿井产量,因此要求采区产量要达到0.60mt/a以上,故采区设计生产能力定为0.67mt/a。采区生产能力计算(1)工作面生产能力工作面生产能力按下式计算式中:q采工作面年生产能力,t/a;m回采高度,2.5m;l回采工作面长度,136m;c工作面回采率,取0.95煤的容重,取1.43t/m3; v回采年推进度,综采班进3循环,三八制作业,每年正常生产330天,正规循环率95%,年推进1317m。则q采=2.51360.951.431317=0.61mt/a(2)掘进出煤生产能力掘进出煤按10%计算。(3)采区生产能力q =1.1q采=0.611.1=0.67mt/a11采区的生产能力按为0.67mt/a设计。4.2.3采区服务年限11采区二1煤层结构简单,属不稳定煤层,根据矿井生产现状,选用走向长壁综合机械化采煤法,有利于提高煤炭回采率,加快煤炭开采速度,降低吨煤成本,提高矿井综合经济效益。11采区上山部分划分为5个区段,布置11个综采工作面,工作面走向长900m1650m。根据煤层赋存条件,计算采区服务年限时采用1.4的储量备用系数,则采区服务年限为10.6a。式中:t服务年限,a; a设计生产能力,万吨/a; z可采储量,万吨; k储量备用系数1.4。n4.3采区巷道布置三条上山设计:11采区拟布置三条上山,分别为轨道上山、胶带上山和回风上山,下面对三条大巷的层位布置提出几种方案加以比较:方案:11采区轨道上山布置在二1煤层中,11采区胶带大巷布置在二2煤层中,11采区回风大巷布置在距二2煤层顶板8米以上的岩石中。优点:1、每个工作面顺槽可从11采区轨道上山开口施工中部车场联络巷至顺槽位置,然后反向施工顺槽至二2煤层以下5m停掘,从11采区胶带上山沿二2煤施工贯通,顺槽专回可沿二2煤与11采区回风上山直接贯通。形成通风、运输、避灾系统,避免工作面施工频繁揭煤。2、各个工作面胶带顺槽与11采区胶带上山直接搭接,掘进出煤可直接运出,运输系统畅通,有利于煤巷快速掘进。3、11采区回风上山布置在煤层顶板岩层,巷道稳定,后期维护量小。缺点:1、11采区采区轨道上山沿二1煤层施工,施工时较困难。2、11采区轨道上山、胶带上山布置在煤层中,后期工程维护量较大。方案:11采区轨道上山布置在二1煤层以下8m岩层中,11采区胶带上山沿二1煤层施工,11采区回风上山布置在距二1煤层以上8m岩层中。优点:1、保护层开采的工作面底板预抽巷可沿11采区轨道上山直接开口施工。2、每个工作面顺槽可从11采区胶带上山直接开口可减少揭煤次数。3、11采区轨道上山位于煤层底板,采区排水系统畅通。缺点:1、沿煤层布置,受煤层坡度影响,11采区胶带上山坡度变化复杂,不利于胶带运输。2、11采区回风上山在煤层底板,容易积水,排水问题较难解决。3、回风上山布置在距二1煤层顶板8m的岩层中,由于二1煤层与二2煤层间距15-18m,根据防突规定的要求小于8m时要采取措施,层位不易控制。方案:11采区轨道上山及11采区胶带上山均布置在二1煤层中, 11采区回风上山布置在二2煤层以上8m岩层中。优点:1、可从11采区轨道上山施工顺槽中部车场至顺槽位置,反向施工与11胶带上山贯通,每个工作面可施工小煤仓或溜煤眼与11胶带上山搭接。2、顺槽专回与11回风上山直接贯通,减少揭煤次数。缺点:1、每个工作面专用回风巷岩巷较长,胶带顺槽与胶带大巷搭接段岩巷较长。2、胶带顺槽与胶带上山施工小煤仓或溜煤眼,需做岩巷。3、11轨道上山、胶带上山布置在煤层中,后期工程维护量较大。经比较,选用方案。本方案有利于每个工作面顺槽可直接在11采区轨道上山开口,与胶带上山、回风上山快速贯通,形成通风、运输、避灾系统,缩短工期。三条上山间距净煤柱为35m,轨道上山、回风上山两侧保护煤柱均为80m,因此11采区上山煤柱共计244m,在采区残采时可布置两个工作面回采。11采区三条大巷工程量4769m,三条上山联络巷及采区变电所合计工程量1195m,中部车场工程量1578m,回采工作面工程量2665m,11采区总工程量为10207m。11采区二1煤层共划分为11个工作面,工作面沿煤层顶板掘进。采区硐室设计为满足矿井生产需要,配套设计的采区硐室有:(1)采区变电所:位于11采区三条上山中部,分别与胶带上山、回风上山贯通通,巷道采用锚喷支护,半圆拱断面,净宽4.6m,墙高1.7m,净断面16.13m2,长度110m,满足通风、生产的安全要求。(2)瓦斯抽采硐室:利用井下现有瓦斯抽放泵站能满足采区通风、生产的安全要求。(3)采区煤仓:煤仓位于东翼胶带大巷与11采区胶带上山相交处,6.0m,仓身净高20m,砼支护,厚度450mm。有效容量600m3,散煤容重0.9t/m3,可容纳540吨煤,可满足一个工作面三班生产能力,满足设计规范要求。(4)采区车场:每个工作面轨道顺槽与11轨道上山有车场联络巷。满足矿车摘挂钩的要求,东翼轨道大巷与11轨道大巷转弯曲线半径为25m,满足生产的安全要求。(5)采区安全硐室:设计采区投产时建成6个安全硐室,在11采区轨道上山及胶带上山每隔500米各设1个安全硐室,以满足防突要求。安全硐室深5m,岩巷采用锚喷支护,半圆拱断面,净宽3.6m,墙高1.7m;煤巷采用工字钢梯形棚支护,净宽3.6m,净高2.6m。安全硐室内面积为18,满足36人同时避难。整个采区设6个安全硐室,满足采区安全需要。安全硐室按煤矿安全规程和防治煤与瓦斯突出规定相关规定执行。4.4 区段划分和开采顺序(1)区段划分:根据本采区的资源储量和原开采情况,结合综采特点,采区区段尽可能避开断层、构造,采区划分为5个区段11个工作面,工作面走向长度为900m1650m,倾斜长度124m140m,采区生产按1个采煤工作面、3个煤巷掘进工作面设计。11采区东翼工作面轨道顺槽、胶带顺槽按设计贯通后(保护煤柱尺寸按要求预留足够),三角煤部分按炮采工作面进行回采完毕,待工作面推进至与轨道顺槽、胶带顺槽垂直后,安装综采设备进行正常回采。(2)开采顺序:移交时工作面布置、数量移交生产时,采区内投产1个回采工作面, 3个煤巷掘进工作面。采区内工作面接替为保证矿井生产正常接替,准备工作面采用先掘胶带顺槽顺槽,待上区段工作面回采完毕后,采用沿空送巷方式,再掘进胶带顺槽,抽放时,先从轨道顺槽开始抽放,待工作面贯通后,上下双向抽放,为工作面回采做好防突工作。11采区工作面接替情况: 11040工作面11010工作面11020工作面11030工作面11060工作面11050工作面11080工作面11070工作面11100工作面11090工作面11110工作面。掘进工作面以服务回采工作面为原则进行顺序布置,保证接替正常。4.5采区运输11采区综采工作面的煤经工作面刮板输送机、转载机、顺槽可伸缩带式胶带输送机,到11采区胶带上山胶带输送机,再到11采区煤仓,经过东翼胶带大巷输送机至上仓斜巷皮带运至井底煤仓,提升到地面。11采区胶带上山输送机选用三部dtl120/100型钢丝绳芯阻燃胶带输送机。胶带机带强1000n/mm,运输能力1000t/h,带速3.15m/s,倾角06,斜长分别为1600m,采用防爆电机,电机功率都为n355kw,担负11采区原煤的运输。采区辅助运输:1、矿车的选择矿井辅助运输选用1t标准固定式矿车。2、矿车运输设备选型突出矿井主要进风运输巷道内的轨道运输,选用蓄电池式电机车。电机车粘着重量8t,型号cty8/6gb。1)轨道选型11采区轨道上山选用24kg/m轨道;轨道顺槽、胶带顺槽、胶带上山(检修巷)、联络巷、变电所等均采用24kg/m轨道。2)轨距选型600mm标准轨距。3)道岔选型与轨道配套,根据用途选择622标准道岔。采区运输物料设备11采区轨道上山利用jtb型矿用防爆提升绞车,选用jtb1.6x1.5-24型提升绞车。采区运输人员设备11采区轨道上山巷道中安设人车进行运输。4.6 采区采煤方法及采面设备配置4.6.1采煤方法的选择根据采区生产能力要求,11采区二1煤层选择综合机械化采煤,走向长壁采煤法。工作面采、装、运、支方式及设备选型1、综采工作面;(1)采煤机设计所选型号为mg160/390-wd双滚筒采煤机,其主要技术参数为:采高:1.33.0m 截深:600mm装机功率:2160+230+11kw 牵引速度:07m/min 牵引方式:电牵引 牵引力:410kn 供电电压:1140v(2)液压支架二1煤层顶板多为灰色厚层状中粒砂岩,其它为砂质泥岩及泥岩。其中砂岩抗压强度为37.996.3mpa,砂质泥岩及泥岩抗压强度为27.338.5mpa;底板以灰黑色粉砂岩为主,有时相变为泥岩或细粒砂岩,粉砂岩抗压强度为31.364.7mpa,泥岩抗压强度为23.138.1mpa。因此,煤层顶底板大多属于稳定性。设计所选液压支架型号为zz4400/16/25a型,该支架主要参数为:支撑高度:1.62.5m 工作阻力:4400kn端头液压支架: zzg5000/18/28型两架,支撑高度1.72.4m,工作压力31.4mpa。(3)可弯曲刮板运输机刮板输送机选用sgz-764/400型,电机功率2200kw。(4)刮板转载机选用szz-730/132型转载机,电机功率132kw。(5)回柱绞车:工作面顺槽内接近端头处各设一部回柱绞车,型号为jh-20功率22kw 、jh-14功率18.5kw。(6)带式输送机选用带宽为1.0m的dsj1000/110型可伸缩阻燃胶带(pvg带)输送机,运输能力为800t/h,电机功率2160kw。(7)乳化液泵站选用brw200/31.5v型,主要技术参数如下:公称压力:31.5mpa公称流量:200l/min功率:125kw电压: 660v配套液箱型号:rx-1500泵体尺寸(长宽高):2300900980mm总重量:3000kg。(8)喷雾泵站(顺槽外口)选用bpw315/6.3x,主要技术参数如下:公称压力:5.5mpa,公称流量:315l/min,功率:45kw,电压:660v。 (9) 运料绞车采用jd-1.6型绞车,额定功率25kw,电压:660v。(10)运料绞车采用2部回柱绞车接替作业,型号jh-20额定功率22kw,型号jh-14额定功率18.5kw电压:660v。(11)水泵:为保证工作面回采期间涌水,水仓内配备bqs水泵2台,功率37kw,顺槽内配备bqw污水泵2台,功率7.5kw,流量:38m3/h,扬程13m。以便把巷道积水排至大巷水沟。表:3-6-1 回采工作面设备配备 序号地点名称型号功率/kw单位数量1工 作 面采 煤 机mg160/390-wd410 kw台12刮板输送机sgz-764/4002200kw部13中间支架zz4400/16/25a 架854过渡支架zzg5000/18/28 65皮 带 巷转 载 机szz-730/132132kw部16带式输送机dsj1000/110/21602160kw部17信号综合保护zbz-4.0台38联 络 巷喷 雾 泵bpw315/6.3x45kw套19乳 化 液 泵站brw200/31.5v125kw套110移动变电站kbsgzy-630kbsgzy-1250630kva1250kva台211水仓水 泵台2173660上巷一台、下巷一台bqs37kw台212顺槽小 水 泵bqw-7.57.5台213轨道回 柱 绞 车yd225s8台2172660机头机尾各一台jh-20 jh-1422/18.5 kw台24.6.2回采工作面回采方式及顶板管理回采工作面采用后退式,结合矿井实际,工作面之间采用顺序开采,以便回采和掘进的统筹管理,为了减少顺槽之间的煤柱损失,采用沿空掘巷布置工作面顺槽。顶板管理采用全部垮落法管理。工作面参数的确定根据采区布置情况和矿井技术管理水平,设计确定回采工作面走向长度9001650m,倾斜长度为124m140m。4.6.3采区及工作面回采率二1煤属中厚煤层,采区回采率按80%计,工作面回采率按95%计。4.7 巷道掘进4.7.1 巷道断面和支护形式巷道断面设计,岩巷以拱形断面为主,煤巷以半圆拱形断面(36u型钢+锚网支护)为主。岩巷的支护形式采用锚网喷,煤巷支护形式u型+锚钢网支护为主,断面较大的巷道或机头硐室可采用砼砌碹支护。巷道支护形式应根据实际围岩条件和矿压特点进行调整。4.7.2 掘进工作面个数、掘进机械配备矿井为煤与瓦斯突出矿井,掘进工作面均采用普通炮掘,配备了局部通风机、防突钻机、胶带输送机(配套小刮板输送机)、抽采钻机(兼探水钻机、注水钻机)、注水泵、喷雾泵、运料绞车、污水泵等。表:3-7-1 煤巷掘进工作面设备配备 设备名称规格型号功率(kw)台数备 注抽采钻机zdy-518.52台刮板输送机sgw-40t(x)402部带式输送机dsj1000/110/2752751部运料绞车jd-2.5401台区段车场jd-1.6252台区段车场风煤钻4台工作面正头注水泵7bz-4.5/16301台区段车场局部通风机fbd-23030kw22台一用一备局部通风机fbd-21515kw22台一用一备小水泵bqw-7.57.51台可根据情况增加表:3-7-2 岩巷开拓工作面设备 设备名称规格型号功率(kw)台数备 注凿岩机yt-286台耗气量2.8m3 /min风 镐g10a3台耗气量1. 2m3 /min耙斗装岩机p-60b301台调度绞车jd-111.41台区段车场jd-1.6252台区段车场抽采钻zdy-518.52台局部通风机fbd-23030kw22台一用一备喷浆机zyp-5.51台耗气量58m3 /min 锚杆钻机mqt-130/2.8 1台耗气量4. 5m3 /min 注水泵7bz-4.5/16301台小水泵bqw-7.57.51台可根据情况增加4.7.3采区采掘面比本设计11采区采掘面比为1:3。采区移交投产井巷工程量采区移交生产时,设计井巷工程总长度10207m,万吨掘进率152.3m/万t;掘进总体积为162659m3,万吨掘进率2427.7m3/万t。其中煤巷总长度6182m,占井巷工程总长度的60.5%,岩巷总长度4025m,占井巷工程总长度的39.5%。井巷工程量见表3-7-3。表3-7-3 井巷工程量汇总表序号项目名称长度(m)掘进体积(m3)煤巷岩巷小计煤巷岩巷小计一11采区轨道上山9496441593188851185830743二11采区胶带上山99060715979999613116130三11采区回风上山157915792179021790四11040工作面胶带顺槽126412642515425154五11040工作面轨道顺槽126412642515425154六11040工作面切眼13713727262726七中部车场联络巷157815783140231402八硐室、专回、联络巷1195119595609560合计61824025102071133204933916265915河南理工大学成人教育毕业论文(设计) 4采区开拓方式、巷道布置及装备序号井巷名称煤岩类别支护型式断面形状断面()倾角工程量净掘进长度(m)掘进体积(m3)煤巷岩巷合计煤巷岩巷合计一主要运输大巷111采区回风大巷岩锚网喷半圆拱12.813.8515792179021790211采区胶带大巷煤36u型钢半圆拱9.310.1599060715979999613116130311采区轨道大巷煤36u型钢半圆拱18.319.949496441593188851185830743二采区(一)工作面顺槽车场 1轨顺车场b=6.03 h=1.52岩锚网喷半圆拱18.319.901051052089.52089.52胶顺车场b=6.03 h=1.52岩锚网喷半圆拱18.319.901051052089.52089.5(二) 采区硐室联络巷1煤仓6.0岩砼圆形28.2632.66902020653211采区煤仓进风巷岩锚网喷半圆拱10.411.22082829183变电所通道 b=4.6 h=1.7岩锚网喷半圆拱16.317.422020348.4348.44变电所 b=4.6 h=1.7岩锚网喷半圆拱16.317.4260601045.21045.25采区安全硐室 b=3.6 h=1.8岩锚网喷半圆拱11.2012.505562.562.56采区安全硐室 b=3.6 h=1.4煤u钢、网半圆拱10.812.492525312.25312.25(三)11040采煤工作面 1轨道顺槽 b=6.03 h=1.52煤u钢、网半圆拱18.319.9126425153.625153.62胶带顺槽 b=6.03 h=1.52煤u钢、网半圆拱18.319.9126425153.625153.63切眼 b=7.0 h=2.4 煤锚网+钢带梁矩 形18.018.051371372466246633河南理工大学成人教育毕业论文(设计) 5通风与安全5 通风与安全5.1 11采区瓦斯含量根据矿井实测资料,11采区预计平均瓦斯含量为9m3t。 抽采工作面瓦斯涌出量预测1、11采区回采工作面瓦斯涌出量预测11采区二1煤层厚变化较大,2.46.25m,且变化不规律,平均厚3.82m。11采区生产能力67万吨/年,年工作天数330天,回采工作面工作制度采用三八制。二1煤层回采工作面相对瓦斯涌出量预测:式中:qc开采煤层相对瓦斯涌出量,m3/t;k1围岩瓦斯涌出系数,全部陷落法管理顶板,取k1=1.30;k2工作面丢煤瓦斯涌出系数,为工作面回采率的倒数(回采率取95%),k2=1/0.95=1.05;k3准备巷道预排瓦斯对工作面煤体瓦斯涌出影响系数,采用走向长壁后退式开采,k3= (l-2h)/l=(138-212.4)/138=0.82 式中:l回采工作面斜长138m; h巷道瓦斯预排等值宽度,贫瘦煤取12.4m;m开采层厚度,3.82m;m工作面采高,2.5m;w0抽采后煤层瓦斯含量,回采工作面瓦斯抽采率30%,经预抽瓦斯后,工作面绝对瓦斯含量为:11采区qc=9(1-30%)=6.3 m3/t;wc运出矿井后煤的残存瓦斯含量,煤的挥发份12.49,灰分11.67,水分0.33%,计算得4.1m3t。经计算得:那么,回采工作面绝对瓦斯涌出量: 式中:q c回采工作面绝对瓦斯涌出量,m3/min; a采煤工作平均日产煤量,采区生产能力67万吨/年,工作面日产按1827t/d(回采面煤量占生产煤量的90%,掘进煤占10%); qc上述计算回采工作面相对瓦斯涌出量,m3/t; 960每日二班生产,一班检修,生产班时间960min;经计算得:q c=18273.76/960=7.16m3/min2、11采区掘进工作面瓦斯涌出量预测掘进巷道瓦斯涌出量包括煤壁和落煤瓦斯涌出量,采用如下公式分别计算煤壁和落煤瓦斯涌出量:(1)式中:qb掘进巷道煤壁瓦斯涌出量,m3/min;d巷道断面内暴露煤壁面的周边长度,对于中厚煤层,d=2开采层厚度=7.64m;巷道平均掘进速度,取0.0014mmin;l瓦斯涌出量稳定的极限巷道长度,l=1911m;q0煤壁瓦斯涌出强度,m3(m2min),按下式计算: 式中:vr煤中挥发分含量;计算得q0=0.05计算得:qb=7.640.00140.05(2)=1.25m3/min(2)ql=svr(w0-wc)式中:ql掘进巷道落煤瓦斯涌出量,m3/min;s掘进巷道断面积,s=19.1m2;v巷道平均掘进速度,v=0.0014m/min;r煤的密度,r=1.49t/m3;w0煤层抽采瓦斯含量,掘进工
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