采矿工程毕业设计(论文)-铁煤矿业集团大兴矿1.5Mta新井设计【全套图纸】_第1页
采矿工程毕业设计(论文)-铁煤矿业集团大兴矿1.5Mta新井设计【全套图纸】_第2页
采矿工程毕业设计(论文)-铁煤矿业集团大兴矿1.5Mta新井设计【全套图纸】_第3页
采矿工程毕业设计(论文)-铁煤矿业集团大兴矿1.5Mta新井设计【全套图纸】_第4页
采矿工程毕业设计(论文)-铁煤矿业集团大兴矿1.5Mta新井设计【全套图纸】_第5页
已阅读5页,还剩63页未读 继续免费阅读

下载本文档

版权说明:本文档由用户提供并上传,收益归属内容提供方,若内容存在侵权,请进行举报或认领

文档简介

- 1 - 摘 要 本设计矿井为铁煤集团大兴矿 1.5Mt/a 新井设计,共有三层可采煤层,单 层平均厚度 3.3m, 总厚度约 10m。设计井田的可采储量 133Mt,服务年限为 63.1a,本矿井设计采用三水平立井方案开拓,一个工作面达产。采用集中煤 层联合开采,大巷采用 12t 蓄电车牵引 3t 底卸式矿车运输,采煤方法为走向 长壁采煤法,采煤工艺为综合机械化采煤工艺。 关键字:关键字:可采储量 采煤工艺 综合机械化 走向长壁采煤法 全套图纸,加全套图纸,加153893706153893706 - 2 - Abstract This mine design for the mineral 1.5 Mts/ a new mine of the chicken west mineral industry group limited liability company East China Sea, there are 3 coal seams can adopt, 3.3 in average total thickness meters, they are all coal seams is 10 meters.The industrial btsmd of coal seam is 63.1a for growing133Mt of recoverable reserves of bituminous and design well field and serving time limit, the design is diveded with two vertical shaft development way of mine for Three mining level, one district faces reach to ptoduce. With a pair of concentration, big alley is arranged, big alley adopt the wiring type generator vehicle of 12t pull the base of 3t unload type mine vehicle transportation, with tape transportation oblique alley, connect every coal seam, the method of coal mining slope the wall of coal mining to incline. KeywordsKeywords: Aecoverable reserves Coal winning technology Full- mechanized Longwall coal winning method - 3 - - 1 - 目 录 摘 要 1 Abstract 2 绪论 1 第 1 章 井田概况及地质特征 2 1.1 井田概况 2 1.1.1 交通位置 2 1.1.2 气象及地震 2 1.1.3 水源、电源条件 2 1.2 地质特征 .3 1.2.1 矿区范围内的地层情况 3 1.2.2 井田范围内和附近的主要地质构造 4 1.2.3 煤层赋存状况及可采煤层特征 6 1.2.4 岩石性质、厚度特征 6 1.2.5 水文地质情况 7 1.2.6 沼气、煤尘及煤的自燃性 8 1.2.7 煤质、牌号及用途 8 1.3 勘探程度及可靠性 .8 第 2 章 井田境界、储量、服务年限 .9 2.1 井田境界 .9 2.1.1 井田周边情况 9 2.1.2 井田境界确定的依据 9 2.1.3 井田未来发展情况 .10 2.2 井田储量 .10 2.2.1 井田储量的计算 .10 2.2.2 保安煤柱 .10 2.2.3 储量计算方法 .11 2.2.4 储量计算的评价 .12 2.3 矿井工作制度、生产能力、服务年限 .12 2.3.1 矿井工作制度 .12 2.3.2 矿井生产能力的确定 .12 2.3.3 矿井服务年限 .12 - 2 - 第 3 章 井田开拓 .14 3.1 概述 .14 3.1.1 井田内外及附近生产矿井开拓方式概述 .14 3.1.2 影响本设计矿井开拓方式的原因及其具体情况 .14 3.2 矿井开拓方案的选择 .14 3.2.1 井硐形式和井口位置 .14 3.2.2 开采水平数目和标高 19 3.2.3 开拓巷道的布置 20 3.3 选定开拓方案的系统描述 .22 3.3.1 井筒形式和数目 .22 3.3.2 井筒位置及坐标 .22 3.3.3 水平数目及高度 .22 3.3.4 大巷数目及布置 .23 3.3.5 井底车场形式的选择 .23 3.3.6 煤层群的联系 .24 3.3.7 采区划分 .25 3.4 井筒布置和施工 .25 3.4.1 井筒穿过的岩层性质及井硐维护 .25 3.4.2 井筒布置及装备 .26 3.4.3 井筒延伸的初步意见 .29 3.5 井底车场及硐室 .32 3.5.1 井底车场形式的确定及论证 .32 3.5.2 井底车场的布置、存储线路、行车线路布置长度 .32 3.5.3 井底车场通过能力验算 .34 3.5.4 井底车场主要硐室 .35 3.6 开采顺序 .35 3.6.1 沿井田走向的开采顺序 .35 3.6.2 沿井田倾斜方向的开采顺序 .35 3.6.3 采区接续计划 .35 3.6.4 “三量”控制情况 .36 第 4 章 采区巷道布置 .37 4.1 采区概况 .37 4.1.1 设计采区的位置、边界、范围、采区煤柱 .37 - 3 - 4.1.2 采区的地质和煤质情况 .37 4.1.3 采区的生产能力、储量及服务年限 .37 4.2 采区巷道布置 .37 4.2.1 区段划分 .37 4.2.2 采区上山布置 .37 4.2.3 采区车场布置 .38 4.2.4 采区煤仓形式、容量及支护 .45 4.2.5 采区硐室简介 .46 4.2.6 采区工作面接续 .46 4.3 采区准备 46 4.3.1 采区巷道的准备顺序 .46 4.3.2 采区巷道的断面图及支护方式 .46 第 5 章 采煤工艺 .48 5.1 采煤方法的选择 .48 5.2 回采工艺 48 5.2.1 选择和决定回采工作面的工艺过程及使用的机械设备 .48 5.2.2 选择采煤工作面循环方式和劳动组织形式 .49 第 6 章 井下运输和矿井提升 .52 6.1 矿井井下运输 .52 6.1.1 运输方式和运输系统的确定 .52 6.1.2 矿车的选型与数量 .53 6.1.3 采区运输设备的选择 .54 6.2 矿井提升系统 .54 第 7 章 矿井通风与安全 .56 7.1 通风系统的确定 .56 7.1.1 概 述 56 7.1.2 矿井通风系统的确定 .56 7.1.3 主扇工作方式的确定 .56 7.2 风量计算和风量分配 .56 7.2.1 矿井风量计算的规定 56 7.2.2 采掘工作面及硐室所需风量的计算 .56 7.2.3 风量分配 .60 7.2.4 风量的调节方法与措施 .60 - 4 - 7.2.5 风速验算 .60 7.3 矿井通风阻力的计算 .61 7.3.1 确定全矿井最大通风阻力和最小通风阻力 61 7.4 通风设备的选择 .65 7.4.1 主扇的选择计算 .65 7.4.2 电动机的选择 .65 7.4.3 反风措施 .65 7.5 矿井安全技术措施 .66 7.5.1 预防瓦斯和煤尘爆炸的措施 .66 7.5.2 其它事故预防 .66 7.5.3 避灾及自救 .66 第 8 章 矿井排水 .67 8.1 概 述 .67 8.1.1 矿井水的来源及涌水量 .67 8.1.2 对排水设备的要求 .68 8.2 矿井主要排水设备 .68 8.2.1 排水方式与排水系统简介 .68 8.2.2 主排水设备及管路的选择计算 .68 第 9 章 矿井主要技术经济指标 71 总结 .74 参 考 文 献 74 致 谢 75 附 录 1 外文资料翻译译文 .76 附 录 2 外文原文 .80 - 1 - 绪论 本设计为大兴矿井的新井设计,主要设计内容包括:开拓方式、采区布置、 井下运输、采煤工艺、设备选型以及矿井的各个系统。其中还囊括了矿井通风 安全、矿井排水系统、岩石力学以及 CAD 制图方面的知识。 本设计矿井为 1.5Mt/a 的新型矿井设计。整个井田勘探面积约为 14.5Km2。共有可采煤层三层,煤层总厚度达 10m。经初步计算,设计井田的 可采储量为 132.65Mt,服务年限为 63.1a。 本设计矿井采用双立井开拓方式,整个矿井划分为三个水平开采,一水平 服务年限 25.7a。运输大巷布置选用集中大巷布置方式。大巷运输选用 12t 蓄 电池电机车牵引 3t 底卸式矿车运输。一水平划分为两个采区。 结合相关地质资料及有关规定,本设计矿井采用走向长壁后退式采煤方法, 综合机械化采煤工艺,采空区处理选用全部垮落法。 通过本次毕业设计使我认识到学多的问题,知道了自己掌握知识方面的不 足,还有许多专业知识没有完全理解和贯通,在今后的工作和学习中还要继续 努力。 由于本人水平有限,设计中还存在许多不足和错误,恳请各位专家和学者 给予指正。 - 2 - 第 1 章 井田概况及地质特征 1.1 井田概况 1.1.1 交通位置 大兴井田位于铁煤西部,隶属于辽宁省铁岭市铁法区小明、蔡牛镇所辖, 地理坐标为:东经 12333151233635,北纬 42 2136422527.该井田北与大隆井田毗邻,以 F15、F16号断层及 72 煤层525m 等高线为界,东邻晓南井田以 F6号断层为界,西界为 F2号 断层,南以煤层最低可采厚度边界线为界。南北走向长 6.4km,东西宽 3.2km,面积为 20.48km2。 本区可由铁岭车站及沈阳大青专次列车直通该矿区,并且在矿区各井填 均有矿用铁路线相连。另外该区有沥青路面公路多条,四通八达,相距铁岭市 约 32km,每天有通往沈阳、抚顺、彰武等地的客车,另有通往沈阳、辽阳的 列车,交通运输十分便利。 1.1.2 气象及地震 本区处中温带湿润区,属大陆性多风气候,一般春、秋、冬三季多风,历年 冻土深度一般在 140cm 左右,降雨多集中在每年的七、八月份,年降雨量达到 1065.8mm。虽本区地处地震多发带,有感地震亦有过记载,但未矿井生产造成 影响。 1.1.3 水源、电源条件 大兴井田地面标高在 64.30104.60m,该井田内无较大河流,仅在井田 中部有两条季节性小河,一是辽河屯小河,一是四家子小河,两条小河都是雨 季河水增多,枯季几乎断流。 生活与生产用电均来自铁煤集团公司。 - 3 - 1.2 地质特征 1.2.1 矿区范围内的地层情况 本井田属于中生代侏罗系陆相沉积煤系地层,位于松辽盆地的东南侧,地 势较平坦,除元古代地层在煤田西侧以低山形势出露外,其它地层几乎全被第 四系沉积层所覆盖,前震旦系变质岩系构成井田的基底,其上依次沉积了侏罗 系地层、白垩系地层及第四系沉积物,整个煤田南北长为 29.5km,东西宽为 17.4km,面积为 513.3km2,累计探明储量为 22 亿 t。 井田地层皆同区域地层,地表仅出露有黑云母安山岩,粗面岩,正长斑岩, 其它均被第四系所掩覆。 据钻孔资料所见有中生界侏罗系、白垩系及新生界第四系,由下而上分述 如下: 1.中生界 (1)侏罗系上统阜新组 为井田内唯一含煤地层,本组分为四段: 底部砂砾岩段 该段赋存较深,仅于煤田北部柏家沟及三家子局部地区有出露。下部以灰 绿色、暗褐色砂砾岩为主,分选不好,砾石成分以花岗片麻岩、石英岩砾为多, 砾径一般为 2025cm,最大 1m 左右。上部以灰色、深灰色砂岩为主,夹有砾 岩,组成成分较杂,砾径一般 0.55cm,具波状及斜波状层理。该段厚约 500m 左右。 下含煤段 由灰黑色、灰白色、灰色砂岩、泥岩和煤层、炭泥岩组成。仅在井田西部 和南端岩石为杂色,深灰色的粗砂岩,含砾砂岩及砂砾岩和少许泥岩、煤层, 其岩石碎屑以长石、石英岩为主,泥质胶结,并有辉绿岩呈复式岩床侵入。该 段厚约 130200m,一般厚 160m。 中部砂岩、泥岩段 本段为灰白色、泥岩、灰色细砂岩夹粗砂岩组成,层理发育,胶结致密, 硬度略大,厚度 4070m,一般 50m 左右。 上含煤段 由灰、灰白、灰黑色砂岩、泥岩、含砾砂岩、砾岩及煤层组成,夹有菱铁 矿结核体,具斜波状层理。局部亦有辉绿岩呈复式岩床侵入该段。该段厚 - 4 - 150300m,一般约 200m 左右。 (2)白垩系下统孙家湾组 本组最大特征是以颜色区分为两段: 下部灰绿色砂岩段 夹有泥岩、灰色粗砂岩及不等粒砂砾岩层,泥质胶结,厚度 300m 左右, 并与侏罗系呈假整合或平行不整合接触。 上部紫色砂岩、砾岩段 本段以紫色为最大特征,以不等粒砂砾岩、砂岩和砾岩组成,间夹薄层泥 岩,胶结为泥质松软。本井田该层多被无芯钻进,厚约 150300m。 2.新生界 第四系:上部由黄色或灰褐色的亚粘土所组成,含少量铁锰质结核,全井 田皆有分布。下部以砂、砂砾石为主,中夹砂层,底部较粗,一般砾径 5mm 左 右,平均厚度 15m 左右,与白垩系呈不整合接触。 1.2.2 井田范围内和附近的主要地质构造 大兴井田位于铁煤的西南部,该井田据目前已有的勘探成果表明,为一南 北开阔,东西狭窄的盆形。井田南翼较陡,倾角一般在 2032之间,北 翼平缓,倾角一般在 58之间,东翼平缓伸至晓南井田,西翼转陡约 40,井田的南北两端向上抬起。井田构造与区域构造规律一致,主要构造线 呈 NNE 向。井田内断层比较发育,详见图 1-1 及相关表 1-1。 表 1-1 主要断裂构造表 序 号 断层 编号 断层 性质 走向() 倾向()落差 (m) 断距(m)查明 程度 1F2 正N5E1111S20E 2816 可靠 2F3 正N8W1313N25E 2117 可靠 3F4 逆N10E3012N18W 2426 可靠 4F5 正N3W10N6W18E 135 可靠 - 5 - 2 上 统 系 罗 罗 侏 侏 界 生 中 统系界 地层系统 柱 状 92.7 11.3 3.2 8.06 2.7 16.8 6.65 6.2 14.6 3.5 8.5 8.5 8 3.8 20.5 煤 层 号 煤 层 (m) 地 层 厚 (m) 肥气煤 粉砂岩 粉砂岩 细砂岩,粉砂岩夹中砂岩 细砂岩 中砂岩,细砂岩 粉砂岩夹粗砂岩,深灰色 粉砂岩夹粗砂岩 肥气煤 黑灰色粉砂质砂岩 中砂岩,深灰色 灰色细砂岩 肥气煤, 粉砂泥质岩 岩 性 描 述 3.5 3.8 4 图 1-1 煤系地层综合柱状图 1.2.3 煤层赋存状况及可采煤层特征 本井田共有煤层三组,为了清楚起见,现将各煤层厚度、结构、视密度和 顶底板情况分层以文字叙述如下(附煤层特征表 1-2): (1)2#:煤层厚度 3.14.0 m,煤层平均厚度 3.8 m,平均倾角 13,全 - 6 - 区发育,属于稳定的中厚煤层,结构单一,视密度 1.35t/ m3,顶板为细砂岩 或泥岩,底板为粉砂岩,灰分在 32%左右。 (2)4#:煤厚 2.93.7 m,平均 3.5m,属于稳定的煤层,煤层,煤层结构 单一,视密度为 1.35 t/ m3,顶板中部为粉砂岩,南北部为中粗砂岩,底板 为细砂岩,灰分一般在 20%左右。 (3)9#:煤层厚度 2.62.9m,平均煤层厚度 2.7 m,煤层结构简单,赋存 稳定,无夹石,全区发育,视密度 1.35t/ m3,顶板为中细砂岩,底板为粉砂 岩。 表 1-2 煤层特征表 1.2.4 岩石性质、厚度特征 岩石性质、厚度见表 1-3。(见 7 页) 表 1-3 岩石主要物理力学性质指标表 名称视密度 kg/cm3 孔隙度 抗压 102 kg/cm3 抗拉 102 kg/cm3 变形模量 102 kg/cm3 弹性模量 kg/cm3 砂岩2.0 2.46213617 砾岩2.32.76161728 泥岩5.4 12.83 0.82.028611 灰岩2.22.66204180.72.017611 页岩2.02.316281110.31.013.537 煤厚(m) 煤 层 号 最小最大平均 层平均间 距 (m) 稳定性发育范围顶板底板 2# 较稳定全区发育 粉砂泥 质岩 灰色细 砂岩 25 4# 稳定全区发育砂岩粉砂岩 50 9# 较稳定全区发育粉砂岩粉砂岩 - 7 - 1.2.5 水文地质情况 根据精查地质报告水文部分的论述,本井田开采的煤层位于较深部或深部。 水文地质条件简单,矿井涌水量主要受下列因素的影响: 1.地质构造对本矿井涌水量的影响:本井田构造复杂,有向斜和较多的断 层相互切割。 2.垂深 400m 以内(包括风化裂隙带)裂隙发育,裂隙水对矿井涌水量有影 响。 在勘探过程中,共组合 33 条断层,实见断点 63 个。同时在全井田又进行 59 个简易水文观测孔观测,尚未发现较大的涌(漏)水现象。据 632 号孔抽水 试验,0.001198 L/sm,=0.005892 m/d。可见断层导水性和含水性极 其微弱 该井田直接充水含水层的补给来源为上部间接弱含水层的微弱垂直渗透, 同时侏罗系含水层的粗砂岩及砂砾岩又多为泥质胶结,含水性很微弱,1.3 所以井底车场通过能力满足煤炭工业矿井设计规 范要求。 3.5.4 井底车场主要硐室 1.主井系统硐室 主井设有 3 t 底卸式矿车卸载站硐室、翻车机硐室、井底煤仓及井底煤仓 装载硐室等。 2.副井系统硐室 - 31 - 副井系统硐室有主排水泵房,主变电所等。主排水泵房和主变电所应联合 布置,以便使主变电所向主排水泵房的供电距离最短。为防止进下突然涌水淹 没矿井,变电所与水泵房的底板标高应高出井筒与井底车场联结处巷道轨面标 高 0.5m。 3.其它硐室 其它硐室位置应根据线路布置和各自要求确定。 3.6 开采顺序 3.6.1 沿井田走向的开采顺序 保证开采水平、采区、采煤工作面的生产正常接替,以保证矿井持续稳产、 高产的前提下,结合设计的煤层分布及采区划分的具体情况,采用井田单翼开 采,有利于矿井通风、运输等主要生产系统的管理,依据本设计矿井的采区划 分的具体情况,采用走向长壁开采,这样以减少初期工程量和基建投资,并且 投产快。 3.6.2 沿井田倾斜方向的开采顺序 本矿属于缓倾斜煤层,本设计井田内共有三个可采煤层,即 2#、4#、9#。 其中 2#煤层位于最上部,9#煤层位于最下部,三层煤层分为一组,布置集中运 输巷道,根据其采动影响关系,采用下行开采顺序。 3.6.3 采区接续计划 根据井田的地自然断层为界,将一水平划分为 2 个采区,经过计算,符合 煤层采动影响关系,开采水平、采区的生产正常接续,充分发挥机械设备的能 力,减少巷道维护费。详见表 3-7。 表 3-7 一水平采区接续表 - 32 - 服务年限 北一 (Mt) (a) (Mt/a) 北二 采区 名称 1 2 编号 15.3 服务 年限 生产 能力 可采 储量 27.210.4 1.5 1.540.3 0510152025 3.6.4 “三量”控制情况 1.矿井三量的确定 (1)开拓煤量 K=2585.7Mt (2)准备煤量 ZC=862Mt (3)回采煤量 n=172Mt 2.可采期计算 开拓煤量可采期=17.2a3-5a 满足要求; 准备煤量可采期=5.7a1a 满足要求; 回采煤量可采期=13 月4-6 月满足要求。 但三量为概括性指标,所以其只可作采掘关系的参考指标。 - 33 - 第 4 章 采区巷道布置与采区生产系统 4.1 采区概况 4.1.1 设计采区的位置、边界、范围、采区煤柱 本设计采区为北一采区,位于井田西北部。西部以正 F2断层为界,北部 以大兴矿边界为采区边界。标高范围-200 m-450m。走向长 2150m,南北倾 斜长 1111m。 采区煤柱:各煤层在采区边界留设 15m 煤柱,井田境界处留设 30m 保护煤 柱。 4.1.2 采区的地质和煤质情况 本区地层倾角平缓,走向变化不大,采区内无断层,纯煤厚平均 3.3m, 结构单一,视密度 1.35。各煤层特征详见井田可采煤层特征表 1-2。 4.1.3 采区的生产能力、储量及服务年限 采区煤层全部可采,根据几何法求得工业储量为 32Mt,可采储量为 27.2Mt,本采区设计生产能力为 1.5Mt/a,则本采区服务年限 TnCZ/A,经 计算得服务年限为 10.4a。 4.2 采区巷道布置 4.2.1 区段划分 一水平采区的倾斜长度在 1111m 左右,采煤工作面长度 213m,本矿区煤 层倾角变化不大,因此,采区斜长和阶段斜长变化不大,采区进行综合机械化 开采时一般沿倾向划分 5 个区段。 4.2.2 采区上山布置 设计采区为联合开采采区,若布置煤层上山,则维护困难受采动影响大, - 34 - 所以采区上山布置在 9#煤层底板岩层中。 设计采区中布置三条上山,即轨道上山、运输上山、回风上山。三条上山与煤 层底板间的距离都为 20m。 4.2.3 采区车场布置 采区上部、中部车场均采用平车场。采区下部车场采用大巷装车、底板绕 道甩车场。运输大巷位于煤层底板岩石内,大巷中心线至煤层底板垂直距离 20m,上山与大巷交角 83。 大巷、轨道上山均采用 600mm 轨距,3t 底卸式矿车。大巷用 12t 蓄电池 电机车牵引,列车由 22 个矿车组成。上山辅助运输由绞车完成。车场与大巷 铺设 24kg/m 钢轨。 设计步骤: 1.装煤车场设计 根据给定条件,装煤车场为大巷装车式,设计成尽头式。形式见图 4-1 图 4-1 大巷装车式线路布置图 1-运输上山、2-煤仓、3-空车存车线 4-重车存车线、5-装车点道岔 装车站线路总长度L为: 5321 LLLLL 式中 车场线路长度,m;L 空车存车线长度,m; 1 L )53( 1 em LnLL 式中 列车矿车个数,个;n - 35 - 机车长,m; e L 矿车长,m; m L 制动,安全距离,m;)53( 重车线存在长度,m; 2 L m LnL 2 式中 煤仓溜煤闸门至渡线道岔长度,m; 3 L me LLL5 . 0 3 单开道岔长度,m。 5 L 单开道岔 ZDK624-4-12,=1415 a=3660mm,b=3640mm, L=7300mm; =4500+223450+(30005000)=8340085400; 1 L =223450=75900; 2 L =4500 +0.53450=6225; 3 L =84400+75900+6225+7300=173825;L 2.辅助提升车场设计 甩车道计算 辅助提升车场在竖曲线以后 25 坡度跨越大巷见煤。 斜面线路采用 ZDC624-3-15 对称道岔, =182606,a=2560,b=2852。 车场双道中心线间距为 1600, 对称道岔线路联接长度为:(联接半径取 12000) 13451 4 tan 2 cot 2 R S aTBaL对 水平投影长度 1219125cos13451cos 对对 LL 竖曲线计算: 根据生产经验,竖曲线半径定为: RG=15000(高道,重车线) RD=9000(低道,空车线) - 36 - 图 、 、 4-2 竖曲线计算 存车线取半列车,即 804004500345022 lm LLnAO iG取 8(高道动滚行坡,重车道) “3027008 . 0 tan 1 G iD取 10(低道自动滚行坡,空车道) “233401 . 0 tan 1 D 则高道竖曲线回转角 “303224“302725 DG 低道竖曲线回转角 “233425 DD 3262 2 tan G GG RT 2042 2 tan D DD RT 40882204238840 D TAOEO 41757sin sin D EO OO 967sin sin D EO EO - 37 - - 38 - 表 7-1 容易时期通风阻力 序 号 巷道 名称 支 护 方 式 巷道 长度 (m) 净断面 积(m2) 净周长 (m) 风量 (m3/s) 通风阻力 系数 (Ns2/m 4) 风速 (m/s ) 阻力 (Pa) 1 副井 井筒 混 凝 土 53033.120.460.80.00351.673.85 2 井底 车场 锚 喷 40011.813.0660.50.00583.868 3 运输 大巷 锚 喷 81011.813.0660.20.00583.8139 4 采区 石门 锚 喷 42011.813.0658.40.0063.870 5 轨道 上山 锚 杆 103111.312.954.80.00474.4115 6 区段 运输 平巷 锚 杆 172011.316.4460.00743.5125 7 回采 工作 面 液 压 支 架 21315.216.4330.032.032.5 8 区段 回风 平巷 锚 杆 1756 11.316.4460.00742.43128 9 回风 大巷 锚 喷 83511.813.0660.80.0045.598 10 风井 井筒 锚 喷 27515.715.660.80.00376.415 小计 793.5 合计(合计部分加了 10%局部损失) 873.5 - 39 - 表 7-2 困难时期通风阻力表 序 号 巷道 名称 支 护 方 式 巷道 长度 (m) 净断面 积(m2) 净周长 (m) 风量 (m3/s) 通风阻力 系数 (Ns2/m 4) 风速 (m/s ) 阻力 (Pa) 1 副井 井筒 混 凝 土 53033.121.0860.80.0041.674.6 2 井底 车场 锚 喷 40011.813.0660.60.0065.170 3 运输 大巷 锚 喷 81011.813.0660.20.0073.8160 4 采区 石门 锚 喷 42011.813.06600.0073.885 5 轨道 上山 锚 杆 103111.312.954.80.00684.4168 6 区段 运输 平巷 锚 杆 1720 11.316.448.250.00823.5154 7 回采 工作 面 液 压 支 架 21315.216.4330.032.033 8 区段 回风 平巷 锚 杆 1756 11.316.448.250.00744.8167 9 回风 大巷 锚 杆 83511.813.0660.80.0055.5123 10 风井 井筒 锚 喷 27515.716.560.80.005822 小计 987 合计(合计部分加了 10%局部损失) 1086 - 40 - 7.4 通风设备的选择 7.4.1 主扇的选择计算 主扇的选择计算主要由风机的工作风量来考虑: 风机的工作风量: QfPLQ1.260.872.96m3/s 式中 PL考虑外部漏风系数取 1.2 选择主扇为 JBT61。 7.4.2 电动机的选择 1.根据流式扇风机的实际共况点,由下式可求得电动机在困难时期和容易 时期所需要的功率.根据设计手册的配套设备,选用 JS9154 型电动机两台,一 台工作,一台使用。 功率:850 KW,两时期均用最大功率。 电压:6000V。 7.4.3 反风措施 一般情况下,当火灾发生在总进风流中时,应进行全矿性反风,阻止煤烟 侵入井下采掘区。具体措施为: 1.短路反风,通过开关风门来完成,但风门能够导致沼气积聚。 2.全井反风,可保证井下工作地点适当的风量。 7.5 矿井安全技术措施 本矿井沼气相对涌出量大于 20.38 m3/min,有煤尘爆炸危险和自燃倾向, 为了保证安全生产必须制定预防措施。 7.5.1 预防瓦斯和煤尘爆炸的措施 1.预防瓦斯爆炸措施 (1)应严格遵守煤矿安全规程中有关安全生产的措施; (2) 首先建立完善的制度和严格的管理制度作到预防为主; (3)采掘工作面都应当独立通风,如不得以串联通风时,在进入串联工作 面的风流中必须装有瓦斯自动报警断电装置; - 41 - (4)井下各种电器设备应选用防暴型; 2.预防煤尘爆炸措施 (1) 在井下一定距离内应有完善的防尘撒水系统; (2) 建立严格完善的规章制度,严格按煤矿安全规程中的有关规定工 作; (3)必须严格遵守煤炭工业矿井设计规范及煤矿安全规程中的有 关规定工作。 7.5.2 其它事故预防 1.各专业工种必须保证持证上岗,不经培训,不许从事主要工作。 2.工作面所有电器设备必须防暴,电缆悬挂必须整齐。 3.对周期来压和初次来压期间,如果出现煤壁片帮时,应及时组织人员进行 安全处理。 4.工作面无风或风量不足时,不许生产。 7.5.3 避灾及自救 井下人员必须带自救器,熟悉避灾路线,并在遇到事故无法撤退时, 应躲 进避难硐室。 - 42 - 第 8 章 矿井排水 8.1 概 述 8.1.1 矿井水的来源及涌水量 本设计矿井属于水文地质简单型。主要特征是煤层位于地下水位以上或季 节变化带内,以大气降水为主要充水水源,直接充水层单位涌水量 q0.15L/(s.m)。 本设计进行-450m 水平的排水设计,设计的有关资料如下:矿井年设计生 产能力为 1.5Mt/a,最大涌水量为 124m3/h,涌水时间为 60d,矿井正常涌水量 为 103 m3/h,涌水时间为 300d,矿井水视密度为 1035kg/ m3。 8.1.2 对排水设备的要求 1.工作水泵的能力,应在 20h 内排出 24h 的正常涌水量,除工作水泵外, 还应配作不小于工作水泵能力 70%的为备用水泵,还必须有较高的运行效率。 2.应尽量采用体型小的水泵,以减小水泵室尺寸,结构上应适合井下安装、 拆卸、运输和便于维护。 3.必须有工作和备用水管,其中工作水管的能力,应能配合工作水泵在 20h 内排出 24h 的正常涌水量。工作和备用水管的总能力,应能配合工作和备 用水泵,在 20h 内能排出 24h 的最大涌水量。 4.主排水设备,应有预防涌水突然增加致使设备被淹没的措施。 5.采用自动或远距离的操作系统。 6.装在需要采取防爆措施的地区的水泵机组,其电气设备应是防爆型的。 7.移动式排水设备,其水力特征应适合流量变化不大而扬程有较大变化的 需要。在需要倾斜放置时,应能在轴线倾斜的情况下正常工作。 8.2 矿井主要排水设备 大兴矿采用扬水法排水方式。主排水设备负责把全矿或大部分涌水排至地 面;辅助排水设备负责把下一开采范围的水排至主排水设备所在的水平。 8.2.1 排水方式与排水系统简介 矿井排水系统包括: - 43 - (1)分段排水系统:将涌水排至井筒中间水仓,然后再由中间泵房将水排 至地面。 (2)集中排系统:将全部井巷的涌水集中至水仓内,而后用泵将水仓的水 直接排至地面。 本设计大兴矿井采用双立井三水平开拓方式。水平设在450m, 650m,850m 标高处。本矿井属于中等涌水量矿井。根据本设计矿井的实 际情况,选用集中排水系统排水,即将涌水排至井底车场附近水仓内,然后由 水泵将水排至地面。 8.2.2 主排水设备及管路的选择计算 1.主排水设备的选择 (1)设计依据: 矿井正常涌水量:QE103m3/h; 矿井最大涌水量:QK124 m3/h; 副井的井口标高:80m; 水平的标高:-450m。 (2)水泵的选择: 水泵所需最小流量: Q24QE20 式中:Qt矿井涌水量:m3/h 则:Q124103/20=123.6m3/h Q124124/20=148.8m3/h 水泵所需的扬程: HBK(Hp+ Hx) 式中 K管路损失系数;取 1.15; HB水泵扬程,m; Hp排水高度,取 530m; Hx吸水高度;取 5.5。 - 44 - 表 8-1 水泵选型表 配带电机 水泵型 号 流量 m 3 h 扬程 m 转速 r/min 型号电机功率 效率 吸程 DKQB 175115027600 1280JSQ15-2540705.0 则 HB1.15(530+5.0)615.3m (1)选择水泵: 选用 DKQB 型水泵三台,一台工作,一台备用,一台检修。 (2)水泵稳定性校核 为保证工作稳定性,应满足规定的条件 0.9HoHz 式中 Ho水泵零流量时的扬程; Hz管路距地面高度 则:0.9600540530,稳定性达到标准。 (3)实际开泵时间 正常涌水量时:T24Q/3008.2h20h EE 式中 300泵流量,m3/h; 最大涌水量时:T24Q3508.5h20h KK 2.水管路的选择 管内径的选择:dp0.019 m P VQ/ dp0.019=0.26m9 . 1/350 式中 dp排水管内径;m Q通过管子的流量 m3/h VP流速;取 1.9m/s; 则:dp0.26m dxdp+0.0260.286m (1)管材的选择 采用无缝钢管, 80Mpa 2 0.5dp1+C )3 . 1( )4 . 0( 2 2 p p 式中 dp标准管内径;cm - 45 - p管内液体压力;p0.011Hp,Mpa 2 2许用应力;Mpa C附近厚度;一般 0.1-0.2cm 则 0.528.61+0.1=0.93cm )17 . 5 3 . 180( )17 . 5 4 . 080( 计算结果 0.93cm1.1cm 则选择合适 通过以上计算选择管路内径为 286mm,外径为 297mm 的无缝钢管。 因本设计矿井排水量为 175 m3/h,所以各泵应有独立的吸水井,两台泵两 趟管路的布置,一台检修,其主要布置采用用“三泵两管”的布置方式。 - 46 - 第 9 章 技术经济指标 详细技术经济指标见下表 9-1。 表 9-1 矿井主要技术经济指标表 序号名称单位数值 矿井生产能力 Mt/a1.5 年产量 Mt1.51 日产量 t4545 储量 Mt 工业储量 Mt1952 可采储量 Mt133 3 矿井服务年限 a63.1 4 煤的视密度 g/ cm31.35 5 煤的用途动力和民用 煤层情况 可采煤层数层 3 可采煤层总厚度 m10 6 煤层平均倾角 13 - 47 - 续上表 井田范围 走向长度 Km5 倾斜长度 Km2.89 7 井田面积 Km214.45 8 开拓方式三水平联合开拓 9 水平标高 m -450,-650,-850 达产时采区及工作面 采区数个 1 10 工作面数个 1 11 大巷运输方式胶带输送机 提升方式 主井一对12t 多绳箕斗 12 副井罐笼 13 通风方式抽出式 14 吨煤成本t/工 80 15 采煤工艺走向长壁 16 设计采区号北一 17 设计采区采煤方法后退式 - 48 - 续上表 采面主要技术经济指标 工作面长度 m222 采煤机械 6MG200-W 18 日进尺 m4.8 19 采区个数个 1 20 矿井工作制度 年工作天数 日工作班数 d330 3 21 井下大巷运输方式 12t 蓄电池机车牵引 3t 底卸式矿车 - 49 - 总结 是学校给我们这次毕业设计的机会,通过本次设计,我从中学到了很多新 的知识,也巩固了所学的知识,并且能够运用已经学过的知识来解决设计中出 现的问题。在毕业设计期间,我掌握了矿井设计的基本步骤,也能够熟练的使 用工具书和在网上查询资料来帮助解决设计中出现的问题。 本设计矿井的开拓方案经过了详细的技术分析及经济比较,经过长时间的 思考以及多人研究,最终确定为双立井开拓方式。虽然进行了详细的考核及论 证,但由于当前市场物价不稳定,设计中所采用的物价可能与实际有所不同。 因此,本设计中的各项经济比较可能存在一些偏差,经济比较的精度亦没有绝 对的保障。 本设计矿区的煤层倾角 13,结合本矿地质资料,我采用了走向长壁后 退式采煤方法,因为这种方法安全性高,便于管理。通过向指导老师请教讨论, 使自己多一些思考,从而使自己的分析问题能力有了很大的提高。本设计需要 进行大量的计算和绘制 CAD 工程图,并且对一些内容需要进行反复的修改。尽 管如此,但却能使我更加细心的进行设计。我一直都严格按照设计要求来编写 说明书的每一部分。经过这几个月的努力和指导老师的指导我顺利完成了本设 计。 - 50 - 参考文献 1)铁煤集团大兴矿地质资料 2)张荣立.采矿工程设计手册(上、中、下). 煤炭工业出版社.2003 3)张国框.通风安全学. 中国矿业大学出版社. 4)国家煤矿安全监察局.煤矿安全规程. 煤炭工业出版社.2006 5)于学谦.矿山运输机械. 中国矿业大学出版社.1989 6)程居山.矿山机械. 中国矿业大学出版社.1997 7)刘吉昌.矿井设计指南. 中国矿业大学出版社.1994 8)中国煤炭建设协会.煤炭工业矿井设计规范.中国计划出版社.2005 9)孙玉蓉.矿井提升机械与设备. 煤炭工业出版社.1989 10)李学诚.中国煤矿通风安全工程图集. 中国矿业大学出版社.1995 11)孙宝铮.矿井开采设计. 中国矿业大学出版社.1992 12)徐永圻.煤矿开采学.中国矿业大学出版社.2000 13)徐永圻.煤矿开采学.中国矿业大学出版社.1990 14)潘春德,周国才.深井巷道支护与维修技术.矿业译丛.1991 15)庄文芳.徐州矿区深井延深开拓方式初探.徐煤科技,1989 - 51 - 致谢 两个多月的时间来去匆匆,到了说再见的时候了,想起对于这段时间里的 毕业设计,大家一直处于紧绷的状态,今天终于看了见成效。这段时间十分感 谢马成民老师对我的悉心指导,在这段时间内他教了我很多知识,让我学到许 多东西,十分感谢。同时还要谢谢陈海波老师对我的帮助及教导,在他身上我 不仅学到了许多知识,还学到了许多道理。还要感谢路占元老师、肖福坤老师、 刘永立老师、康健老师、李伟老师等各位对我提供帮助的老师,在这里我衷心 感谢你们在这段时间的大力帮助,也感谢母校对我四年的栽培,祝福你们身体 健康、事业顺利。 - 52 - 附录 1 外文资料翻译译文外文资料翻译译文 煤煤 矿矿 自自 动动 化化 作者:克劳泽凯文(加) 摘要: 结合柯立达矿多媒体计算机网络系统建设及应用情况,详细介绍 了其系统组成、特点、功能。 关键词: 多媒体 网络 Web Internet DDN 概述 煤炭行业信息化的建设目标是以现代化管理为基础,按照企业和管理部门 的具体情况,逐步建设包括现代化通信技术、视频技术、计算机技术、安全生 产监测技术、办公自动化手段为一体的高度集成的信息系统。 大成煤电公司柯立达矿在年产 300 万吨改扩建过程中,实施了柯立达矿智 能调度装备项目1 ,并于 1998 年 5 月投入正常使用。1998 年 7 月调度数据 显示器采用中国矿业大学信电学院的 LED 电子显示屏系统。 为了更好地发挥柯立达矿智能调度装备的作用,充分保留了已有的资源, 即建立柯立达矿的多媒体计算机网络系统2,3,4已经有一定的基础,为 生产调度、经营调度、企业形象提供了高效、畅通的信息流和公共服务支持环 境。 2 多媒体计算机网络系统的组成 2.1 系统设计原则 系统设计本着“先进性、统一性、实用性、总体规划、分步实施”的基本 原则。 (1) 保护原有的硬件、软件投资,充分利用本矿智能调度装备的资源。 (2) 使用 TCP/IP 网络互联标准及协议,在多媒体计算机网络系统管理中 心的管理下,实现与各子系统的服务器进行数据资源的交换。 (3) 采用模块化设计,把分散的管理信息、安全生产信息进行系统集成。 (4) 管理数据统一平台,统一标准,留有扩展功能。 2.2 系统功能 柯立达矿通过沛县邮电局 DDN 专线接入国际因特网。一条 DDN 专线如只申 请一个 IP 地址,就无法满足全矿计算机接入国际因特网的需要,如每台上网 计算机都申请 IP 地址,需要增加数十倍,甚至上百倍的需要。因此配置了防 - 53 - 火墙、代理服务器、邮件服务器等软件。并且设置了柯立达矿网站,达到了网 上介绍柯立达矿企业情况及网上销煤的目的。 2.3 网上发布已有调度信息 (1) 工业电视图象信息 矿计算机网络多媒体终端设置 1 块视频图象显示微视卡及 1 块 KMB-IC 工 业电视交互混联卡,实现在多媒体终端定点或自动循环观看所有的工业电视图 象。 (2) 安全生产监测监控信息 通过对矿安全、生产监测控系统的通信协议的分析,进行数据的再采集和 处理,在矿多媒体计算机网络统一操作平台(Windows NT)上,构成一个友好共 享文件,实现安全生产监测监控信息网上 WWW 浏览功能。 (3) 调度数据库 柯立达矿已有调度数据库,实现了与公司总调度的联网功能及矿调度会议 LED 电子显示屏数据报表自动生成功能。经过对该数据库文件的格式转换,实 现网上 WWW 浏览功能。 2.4 网络数据库 柯立达矿多媒体计算机网络经过分析归纳,共有 11 个主要的生产经营部 门上网,各个部门通过 Web 数据库交互界面输入数据,数据经网络传输存储进 入 Microsoft SQL Server 6.5 网络数据库中,再经 Microsoft Information Server 4、IntelDev 6.0、Front Page 98 在网络中以 Web 浏览方式发布。 3 多媒体计算机网络系统的硬件平台 3.1 硬件平台 (1) 数据服务器:采用具有高可靠性,高效性,可扩展及兼容性的 HP Sever, P 266/128M 的高配置计算机。 (2) Web 服务器:采用具有高可靠性,大量数据交互功能的原装 P266/64M 以上配置计算机。 (3) 办公室多媒体显示工作站:采用对文本、数据、图形、图象等具有快 速切换显示功能的计算机,并且配有视频采集微视卡和工业电视切换 KBM-IC 交互混联卡。 (4) HUB:根据网络布置情况选择一级 24 口 100M HUB 及二级 10M 16 口 HUB,保证网络的图形、图象快速交换。 3.2 网络综合布线 柯立达矿主办公楼内采用 5 类双绞线布置网络线,并配置标准的信息插座。 - 54 - 办公楼以外的科室采用多模光缆连接,采用 100m 网络光纤收/发器,保证远距 离、抗干扰、高可靠的网络连接。 4

温馨提示

  • 1. 本站所有资源如无特殊说明,都需要本地电脑安装OFFICE2007和PDF阅读器。图纸软件为CAD,CAXA,PROE,UG,SolidWorks等.压缩文件请下载最新的WinRAR软件解压。
  • 2. 本站的文档不包含任何第三方提供的附件图纸等,如果需要附件,请联系上传者。文件的所有权益归上传用户所有。
  • 3. 本站RAR压缩包中若带图纸,网页内容里面会有图纸预览,若没有图纸预览就没有图纸。
  • 4. 未经权益所有人同意不得将文件中的内容挪作商业或盈利用途。
  • 5. 人人文库网仅提供信息存储空间,仅对用户上传内容的表现方式做保护处理,对用户上传分享的文档内容本身不做任何修改或编辑,并不能对任何下载内容负责。
  • 6. 下载文件中如有侵权或不适当内容,请与我们联系,我们立即纠正。
  • 7. 本站不保证下载资源的准确性、安全性和完整性, 同时也不承担用户因使用这些下载资源对自己和他人造成任何形式的伤害或损失。

评论

0/150

提交评论