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目录 前言 . 1 1 矿区概况及井田地质特征 . 2 1.1 矿区概况 . 2 1.1.1 矿区地理位置 2 1.1.2 矿区地形、地貌及交通运输 . 3 1.1.3 气候条件及地震情况 . 3 1.1.4 电源、水源及建筑材料来源 . 3 1.2 井田及其附近的地质特征 3 1.2.1 井田地质构造 3 1.2.2 井田水文地质特征 4 1.3 煤层质量及煤层特征. 4 1.3.1 煤质及物理性质 4 1.3.2 井田内煤层及埋藏条件 . 4 1.3.3 煤层综合柱状图 5 1.3.4 顶底板岩性 5 1.3.5 瓦斯赋存状况及煤的自燃性 . 6 1.3.6 地质勘探程度 6 2 井田境界及储量 7 2.1 井田境界 . 7 2.1.1 井田的边界 7 2.1.2 边界煤柱的留设 7 2.2 井田的储量 . 7 2.2.1 井田储量的计算原则 . 7 2.2.2 矿井工业储量 7 2.2.3 矿井煤柱损失 8 2.2.4 矿井的设计储量 9 2.2.5 矿井的设计可采储量 . 9 3 矿井的年产量、服务年限及一般工作制度 . 10 3.1 矿井的年产量及服务年限 10 3.1.1 矿井的年产量合理性 . 10 3.1.2 矿井的服务年限 10 3.2 矿井的一般工作制度. 11 4 井田开拓 12 4.1 井筒形式的确定 . 12 4.2 确定井筒的位置及数目 12 4.2.1 井筒数目 12 4.2.2 井筒位置 12 4.3 井筒参数及断面图. 14 4.4 开采水平的设计 . 17 4.4.1 水平高度的确定 17 4.4.2 第一水平储量及水平服务年限 . 17 4.5 采区划分及开采顺序. 21 4.5.1 采区形式及尺寸的确定 . 21 4.5.2 开采顺序 22 4.6 开采水平井底车场形式的选择 22 4.6.1 井底车场形式 22 4.6.2 车场硐室 23 4.7 开拓系统综述 . 25 4.7.1 开拓方式 25 4.7.2 运输系统 25 4.7.3 通风系统 25 4.7.4 排水系统 25 4.7.5 井筒生产时井巷开凿位置及工程量 . 25 5 采准巷道布置 27 5.1 设计采区的地质概况及煤层特征 27 5.1.1 采区概况 27 5.1.2 煤层地质特征 27 5.1.3 采区生产能力及服务年限 . 27 5.1.4 带区生产能力及服务年限 . 27 5.2 采区形式、采区主要参数的确定 28 5.2.1 采区形式 28 5.2.2 采区上山数目、位置及用途 . 28 5.2.3 区段划分 28 5.3 采区车场及硐室 . 28 5.3.1 车场形式 28 5.3.2 采区煤仓 29 5.4 采准系统、通风系统、运输系统 29 5.4.1 采准系统 29 5.4.2 通风系统 29 5.4.3 运输系统 30 5.5 采区开采顺序 . 30 5.6 采区巷道断面 . 30 6 采煤方法 31 6.1 采煤方法的选择 . 31 6.1.1 选择的要求 31 6.1.2 采煤方法 31 6.2 开采技术条件 . 31 6.3 工作面长度的确定. 32 6.3.1 按通风能力确定工作面长度 . 32 6.3.2 根据采煤机能力确定工作面长度 . 32 6.3.3 按刮板输送机能力校验工作面长度 . 32 6.4 采煤机械选择和回采工艺确定 33 6.4.1 采煤机械的选择 33 6.4.2 配套设备选型 34 6.4.3 回采工艺方式的确定 . 35 6.5 循环方式选择及循环图表的编制 39 6.5.1 确定循环方式 39 6.5.2 劳动组织表 39 6.5.4 技术经济指标表 42 7 建井工期及开采计划 43 7.1 建井工期及施工组织. 43 7.1.1 建井工程量 43 7.1.2 建井工期排队 45 7.2 开采顺序 . 46 7.2.1 开采顺序确定原则 46 8 矿井通风 47 8.1 矿井通风系统的选择. 47 8.2 通风方式和通风方法的选择 47 8.2.1 通风方式的选择 47 8.2.2 通风方法的选择 48 8.3 总风量的计算及风流分配 49 8.3.1 矿井总进风量 49 8.3.2 回采工作面所需风量的计算 . 50 8.3.3 掘进工作面所需风量 51 8.3.4 硐室所需风量的QD的计算 52 8.3.5 其他巷道所需风量 53 8.3.6 风量的分配 53 8.4 计算矿井通风总阻力. 54 8.4.1 计算原则 54 8.4.2 计算方法 55 8.4.3 计算等积孔 56 8.5 通风设备的选择 . 58 8.5.1 矿井主要扇风机选型计算 . 58 8.5.2 选择电动机 59 8.5.3 总耗电量 59 8.6 灾害防治综述 . 60 8.6.1 井底火灾及煤层自然发火的防治措施 . 60 8.6.2 预防煤尘爆炸措施 61 8.6.3 预防瓦斯爆炸的措施 . 61 9 矿井运输与提升 62 9.1 概述 . 62 9.2 采区运输设备的选择. 62 9.2.1 采区带式输送机的选择 . 62 9.2.2 工作面刮板输送机的选择 . 63 9.2.3 顺槽转载机和皮带机选择 . 63 9.3 主要巷道运输设备的选择 64 9.4 提升 . 64 9.4.1 设计依据 64 9.4.2 提升系统的合理性 64 9.4.3 主井提升设备的选择 . 64 10 矿井排水 66 10.1 矿井涌水 . 66 10.1.1 概述 66 10.1.2 矿山技术条件 66 10.2 排水设备的选型计算 66 10.2.1 水泵 66 10.3 水泵房的设计 . 68 10.3.1 水泵房支护方式和起重设备 . 68 10.3.2 水泵房的位置 68 10.3.3 水泵房规格尺寸的计算 . 68 10.4 水仓设计 . 68 10.4.1 水仓的位置及作用 . 68 10.4.2 水仓容量计算 69 11 技术经济指标 70 11.1 全矿人员编制 . 70 11.1.1 井下工人定员 70 11.1.2 井上工人定员 70 11.1.3 管理人员 70 11.1.4 全矿人员 70 11.2 劳动生产率 . 70 11.2.1 采煤工效 70 11.2.2 井下工效 70 11.2.3 生产工效 71 11.2.4 全员工效 71 11.3 成本 . 71 11.4 全矿主要技术经济指标 . 72 12 结论 75 致谢 . 76 参考文献 . 77 附录 A 78 附录 B 85 辽宁工程技术大学毕业设计(论文) 1 前言 中国是世界最大产煤国,煤炭在中国经济社会发展中占有极重要的地位。煤炭是工业 的粮食,我国一次能量消费中,煤炭占 75%以上。煤炭发展的快慢,将直接关系到国计民 生。作为采矿专业的一名学生,我很荣幸能够为祖国煤炭事业尽一份力。毕业设计是毕业 生把大学所学专业理论知识和实践相结合的重要环节,使所学知识一体化,是我们踏入工 作岗位的过度环节,设计过程中的所学知识很可能被直接带到马上的工作岗位上,所以显 得尤为重要。 学生通过设计能够全面系统的运用和巩固所学的知识,掌握矿井设计的方法、步骤及 内容,培养实事求是、理论联系实际的工作作风和严谨的工作态度,培养自己的科学研究 能力,提高了编写技术文件和运算的能力,同时也提高了计算机应用能力及其他方面的能 力。 全套图纸,加全套图纸,加 153893706 该说明书为伯方二矿 3.0Mt/a 井田初步设计说明书,在所收集地质材料的前提下,由 指导教师给予指导,并合理运用平时及课堂上积累的知识,查找有关资料,力求设计出一 个高产、高效、安全的现代化矿井。 本设计说明书从矿井的开拓、开采、运输、通风、提升及工作面的采煤方法等各个环 节进行了详细的叙述,并进行了技术和经济比较。论述了本设计的合理性,完成了毕业设 计要求的内容。同时说明书图文并茂,使设计的内容更容易被理解和接受。在设计过程中, 得到了指导老师的详细指导和同学的悉心帮助,在此表示感谢。由于设计时间和本人能力 有限,难免有错误和疏漏之处,望老师给予批评指正。 王会雨:伯方二矿 3.0Mt/a 新井设计 2 1 矿区概况及井田地质特征 1.1 矿区概况 1.1.1 矿区地理位置 伯方二矿区位于高平市西北 17km 处,行政区划隶属高平市寺庄镇管辖。井田地理坐 标范围为东经 112 44 54.4 112 50 51.9 ,北纬 35 51 02 .435 55 1.7 。批 准井田面积 43.5099 km2,生产规模为 3.0Mt/a。井田东西长 4.16km。南北宽 3.08 km,面 积 12.81 km2。 图 1- 1 交通位置图 Fig.1- 1 traffic and location 辽宁工程技术大学毕业设计(论文) 3 1.1.2 矿区地形、地貌及交通运输 伯方矿区井田位于太行山南段西缘,沁水煤田之东缘,地貌形态属于丹河流域侵蚀中 低山区,井田东部为开阔的丹河河床,中西部为中低山和黄土梁、峁,总的地势为西高东 低,地形最高点位于西南部山顶,标高 1310.66m,最低点为东部丹河河床,标高 878.00m, 最大相对高差 432.66m。井田东南距高平市 17km,太(原)焦(作)铁路和 207 国道从 井田东侧通过,长(治)晋(城)二级公路和长(治)晋(城)高速公路从井田东侧约 20 km 处 通过。井田北距太焦铁路赵庄车站 3.3km,南距西阳车站 4.7km,该矿工业广场与附近 干线公路和铁路间均有柏油公路连接,由井田经铁路、公路向北可达长治、太原,向南可 通晋城、焦作,然后通往全国各地,交通运输便利 1.1.3 气候条件及地震情况 本区属大陆性气候。据晋城市气象站观测资料:年平均气温为 10.88,最高气温为 38.6, 最低气温为- 22.8; 年降水量为 292.01008.8mm, 69 月份降水量占全年的 70%; 年平均蒸发量为 1009.6mm,干旱指数为 1.58,属半湿润区;该区夏季多东南风,冬季多西 北风,最大风速十级。一般为 34 级;全年无霜期 180d 左右,每年 11 月至次年 3 月为结 冰期,冻土深度一般为 0.300.43m。 据历史记载, 高平市先后曾发生过大小地震 42 次, 其中 45 级具有破坏性地震 8 次。 据中华人民共和国建筑抗震设计规范 (GB500112010) , 本区属 6 度区,基本地震加 速度值 0.05g。 1.1.4 电源、水源及建筑材料来源 该矿区的电力由位于晋城市区的发电厂供给;生产所用的水主要取自井田釜山水库, 矿坑排水,奥陶系中统石灰岩岩溶水。建筑材料主要周边的小镇或者高平市购得。 1.2 井田及其附近的地质特征 1.2.1 井田地质构造 伯方井田位于晋获褶断带南部西侧,沁水盆地南缘,井田构造形态与区域构造密切 相关。根据井田地表基岩出露情况和钻孔、巷道揭露及三维地震勘探、地面物探资料,井 田地层总体为走向北北东,倾向北西西的单斜构造,地层倾角 5- 12,局部受构造应力 影响,发育有次一级的波状起伏,表现为宽缓的中小型背斜和向斜,并伴生有较多的中小 王会雨:伯方二矿 3.0Mt/a 新井设计 4 型断层和陷落柱。 1.2.2 井田水文地质特征 井田及附近主要地表河流为丹河和釜山河,丹河发源于井田以北丹朱岭西部后沟村 西北。从井田东部边界处由北向南流过,为沁河支流。丹河河水流量受季节性影响较大, 旱季时水量较小, 雨季时水量增大。 据长平村西临时测流断面观测, 流量 0.0042m3/s (1998 年 6 月 30 日)1.4088 m3/s(1998 年 7 月 22 日) 。釜山河由西向北流经井田中部,属季 节性河流,水量很小,向东南汇入釜山水库。井田内其它沟谷平时一般无水,只有雨季时 才有洪水排泄。 另外,在井田中北部还分布一个较大的水库釜山水库。水库位于釜山村与四沟村 之间的大沟内,库区面积约 0.18km2,库容量 60 万 m3。库区内最大蓄水深度 10 余米,库 区最高水位标高 915m,该水库常年存水。 1.3 煤层质量及煤层特征 1.3.1 煤质及物理性质 该矿区煤质工业牌号为无烟煤,黑色、条痕为黑色,参差状及贝壳状断口,玻璃 金刚光泽,内生裂隙较发育。以亮煤为主、暗煤次之,夹镜煤条带。细中条带状结构, 层状构造。属半亮光亮型煤。 煤的物理性质:水分(Mad) :原煤 0.36%- 3.55%,平均为 1.24%;浮煤 0.29%- 2.75%, 平均 1.05%。 灰分(Ad) : 原煤 9.86%- 28.91%,平均为 15.00%;浮煤 4.14%- 10.85%,平均 7.70%。 挥发分(Vdaf) :原煤 9.38%- 12.43%,平均 10.71%;浮煤 7.20%- 10.01%,平均 8.68%。 硫分(Std):原煤 0.23%- 0.57%,平均 0.38%,浮煤 0.29%- 0.75%,平均 0.41%。 发热量 (Qgr,v,d) : 原煤 21.8632.48MJ/kg, 平均 30.00MJ/kg, 浮煤 28.4134.33MJ/kg, 平均 32.73MJ/kg。 1.3.2 井田内煤层及埋藏条件 煤层走向主体为东北至西南走向,由南北走向分别逐渐偏为南西和北西方向,整体四 边形,井田中央倾向为西北方向,平均倾角 3,可采煤层间距见表 1- 1。 辽宁工程技术大学毕业设计(论文) 5 表 1- 1 煤层间距见表 煤层 厚度 煤层间距 发育情况 2 煤层 12.5 10 全区发育 3 煤层 5 全区发育 1.3.3 煤层综合柱状图 图 2- 1 综合柱状图 Fig.2- 1 synthesis histogram 1.3.4 顶底板岩性 2、3 号煤层直接项板大多为泥岩、砂质泥岩,局部为粉砂岩或中、细粒砂岩,厚度 1.0310.80m,厚度变化较大。老顶为中细粒砂岩,厚度 2.6013.00m,厚度变化大,不 规则裂隙发育,见有方解石脉充填现象。 煤层的上覆岩层,从直接顶到老顶为软弱坚硬型,再往上为软弱坚硬型相间复 合结构,这种软硬相间的结构虽然能阻止煤层开采时顶板裂隙的发展,但由于软弱岩石在 王会雨:伯方二矿 3.0Mt/a 新井设计 6 水的作用下易发生变化,从而降低顶板的稳定性。 2.3 煤层直接顶板为厚层石灰岩,属坚硬岩层,煤层直接底板为泥岩、砂质泥岩,有 时为铝质泥岩、粉砂岩。 1.3.5 瓦斯赋存状况及煤的自燃性 据山西省煤炭工业局晋煤瓦发2011464 号文件批复,长平矿开采煤层,2010 年度矿 井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果为瓦斯绝对涌出量为 13.73m3/min,相对涌出量为 6.15 m3/t,二氧化碳绝对涌出量为 6.25 m3/min,相对涌出量为 2.80 m3/t。长平矿井属于低 瓦斯矿井。根据本矿 2008 年在井下回风大巷及 1308 探巷采取煤层煤样进行煤的自燃趋势 试验。其吸氧量为 1.2679- 1.3008cm3/g,自燃等级为类,按煤矿安全规程属不易自 燃煤层。 井田内 2、3 号煤层均属不易自燃煤层。 1.3.6 地质勘探程度 在勘探初期针对该区特点,首先,原则上对全井田采用先线后面,全面控制,点线配 合,重点解剖,然后循序渐进,逐步提高勘探程度,储量级别等,通过四次勘探,补充并 借鉴邻区地质资料,比拟本井田上述地质因素特征,视其地质构造复杂程度为中等,煤层 较稳定且偏简单,勘探类型属于二类二型偏简单。 辽宁工程技术大学毕业设计(论文) 7 2 井田境界及储量 2.1 井田境界 2.1.1 井田的边界 其走向长 4.16km,倾斜长 3.08km,面积 12.79km2。 2.1.2 边界煤柱的留设 按煤矿安全规程规定,边界矿柱的留法及尺寸: 1) 井田边界煤柱留 30 米; 2) 断层煤柱每侧各为 30 米; 3) 采区边界煤柱留 30 米。 根据参考矿井设计规范1和矿井安全规程2的相关数据要求和规定,本井田 所留的各种保护煤柱均合理,符合规定。 在井田范围内,储量、煤层赋存及开采条件均与矿井生产能力相适应。田内有足够的 储量和合理的服务年限。井田走向长度大于倾斜长度,有三层煤,可保证矿井各个开采水 平有足够的服务年限。阶段高度及阶段斜长适当,矿井通风、井下运输较容易。 2.2 井田的储量 2.2.1 井田储量的计算原则 1) 按照地下实际埋藏的煤炭储量计算,不考虑开采、选矿及加工时的损失; 2) 储量计算的最大垂深与勘探深度一致。对于大、中型矿井,一般不超过 1000 米; 3) 精查阶段的煤炭储量计算范围,应与所划定的井田边界范围相一致; 4) 凡是分水平开采的井田,在计算储量时,也应该分水平计算储量; 5) 由于某种技术条件的限制不能采出的煤炭,如在铁路、大河流、重要建筑物等两侧 的保安煤柱,要分别计算储量; 6) 煤层倾角不大于 15 度时,可用煤层的伪厚度和水平投影面积计算储量; 7) 煤层中所夹的大于 0.05 米厚的高灰煤(夹矸)不参与储量的计算; 8) 参与储量计算的各煤层原煤干燥时的灰分不大于 40%。 2.2.2 矿井工业储量 井田的精查勘探面积为 S=12790000 m2 王会雨:伯方二矿 3.0Mt/a 新井设计 8 根据储量计算公式3: cos/SMrzg= (2- 1) 式中:Zg矿井的地质储量,t M可采煤层总厚度,m S 井田面积,m r 煤的容重,r =1.3 t/m 煤层倾角,度 所以,Zg =12790000(12.5+5)1.4/cos3=31378.5 万吨。 由于设计时不考虑平衡表外储量和远景储量, 因此矿井工业储量就等于地质储量, 即: Zc= Zg=31378.5 万吨 各煤层的工业储量见表 2- 1。 表 2- 1 煤层工业储量表 Tab.2- 1 Industrial coal reserves 2.2.3 矿井煤柱损失 1) 断层煤柱损失 断层的两侧各留 30m 的保护煤柱,此断层的面积为 165600m。 故此断层保护煤柱损失为:165600141.4=324.5 万吨。 2) 井田境界煤柱损失 井田境界留设 30m 的边界煤柱,总长为 16476.23m;井田境界保护煤柱所占面积为 494286.9m。 故境界保护煤柱损失为:299412.4141.4=968.8 万吨。 3) 工业广场煤柱损失 由矿井设计规范规定:矿井工业场地占地为 0.81.1 公顷/10 万吨,大型矿井取 小值,小型矿井取大值。本矿井为 3.0Mt/a,所以取 1.0,则本矿井的工业场地面积为: S=301.0=30 公顷,依据井田形状选择 500600m 的长方形。用移动角圈定煤柱范围,工 序号 煤层号 煤厚/m 倾角/度 面积/平方千米 工业储量/万吨 1 2 12.5 3 12.79 22413.2 2 3 5 3 12.79 8965.2 辽宁工程技术大学毕业设计(论文) 9 业场地地面受保护面积应包括保护对象及宽度 20m 的围护带。 再用几何作图的方法确定工 业广场保护煤柱的范围。由工业广场保护煤柱图可知: 2 号煤层煤柱损失为:140.3512.51.4 =1456.12 万吨 3 号煤层煤柱损失为: 143.4751.4=1004.29 万吨 故工业广场保护煤柱损失共为: 1456.12+1004.29=2460.41 万吨。 4) 全矿采区回采率 由矿井设计规范第 2.1.3 条,矿井采区回采率,应该符合下列规定:厚煤层不应 小于 75;中厚煤层不应小于 80;薄煤层不应小于 85。由于本矿井的 2 号煤层为中 厚煤层取 80%,3 号煤层为厚煤层,取 75%。 2.2.4 矿井的设计储量 矿井设计储量=工业储量永久煤柱损失量,即: Zs=ZcP1 (2- 2) 式中:Zs矿井的设计储量,万吨 Zc矿井的工业储量,万吨 P1永久煤柱损失量,万吨(包括断层、防水、井田境界、地面建筑物及因法律及 社会、环境保护等影响因素影响不得开采的煤柱煤量) 此矿井永久煤柱只有断层和井田境界保护煤柱,故: Zs=31378.5- (216.3+733)=30429.2 万吨 2.2.5 矿井的设计可采储量 矿井设计可采储量=(矿井设计储量- 可回收利用保护煤柱损失量)采区回采率,即: CPZZ Sk =)( 2 (2- 3) 式中:Zk矿井设计可采储量,万吨 P2可回收利用保护煤柱损失量,万吨(包括工业广场、井筒、井下主要巷道等 保护煤柱煤量) C采区回采率,C=0.93 此矿井可回收利用保护煤柱煤量有工业广场和阶段间保护煤柱煤量,故: Zk=(ZcP1P2)C=(22413.216.3242.2707)93%+(8965.259.5726.6 2121)93%=25509.65 万吨 王会雨:伯方二矿 3.0Mt/a 新井设计 10 3 矿井的年产量、服务年限及一般工作制度 3.1 矿井的年产量及服务年限 3.1.1 矿井的年产量合理性 矿井年产量是煤矿生产建设的重要指标,在一定程度上综合反映了矿井生产技术面 貌,是矿井开拓的一个主要参数,也是选择井田开拓方式的重要依据之一。 矿井的年产量确定的合理与否, 对保证矿井能否迅速投产、 达产和产生效益至关重要。 而矿井生产能力与井田地质构造、水文地质条件、煤炭储量及质量、煤层赋存条件、建井 条件、采掘机械化装备水平及市场销售量等许多因素有关。经分析比较,设计认为矿井的 生产能力确定为 3.0Mt/a 是合理和可行的,理由如下: 1) 储量丰富 煤炭储量是决定矿井生产能力的主要因素之一。本井田内可采的煤层 2 层,保有可采 储量为 3Mt,按照 3.0Mt/a 的生产能力,能够满足矿井服务年限的要求,而且投入少、效 率高、成本低、效益好。 2) 开采技术条件好 本井田煤层赋存较稳定,煤层埋藏较浅,倾角变化不大,由于井田面积大,水文地质 条件及地质构造简单,煤层结构单一,适宜综合机械化开采,可采煤层均为中厚煤层及厚 煤层,适合高产高效工作面开采。 3) 建井及外运条件 本井田内有良好的煤层赋存条件,为提高建井速度、缩短建井工期提供了良好的地质 条件。本井田离晋城市较近,有矿区专用铁路与国铁相通,井田内各村镇均也有公路相通, 交通较便利。 4) 具有先进的开采经验 近年来,综合机械化开采工艺在煤矿成产中有了很大发展,而且该工艺投入少、效率 高、成本低、效益好、生产集中简单、开采技术基本成熟。 综上所述, 由于矿井优越的条件及外部运输条件, 有利于把本矿井建设成为一个高产、 高效矿井。矿井的生产能力为 3.0Mt/a 是可行的、合理的。 3.1.2 矿井的服务年限 矿井服务年限应与矿井的生产能力相适应,它两个之间的关系实质上就是矿井生产能 辽宁工程技术大学毕业设计(论文) 11 力和矿井储量的关系。在圈定的井田范围内,矿井储量一定,井型越大,服务年限越短, 井型越小,服务年限越长。当矿井生产能力和服务年限为某数值时,可使吨煤的总费用最 低,相近于这个数值范围,则是合理的矿井的生产能力和服务年限。 根据矿井设计规范的规定,在计算矿井服务年限时,储量备用系数宜采用 1.3 1.5,本矿井取用 1.4。 由矿井的服务年限计算公式: P=ZAK (3- 1) 式中:Z矿井的设计可采储量; A矿井的年产量; K矿井储量备用系数, P=Z(AK)=301.2/(3.01.4)=71.7 年 由设计规范第 2.2.5 条知,矿井设计生产能力为 300 万吨/年的大型矿井,设计服 务年限不应低于 60 年。本矿井的服务年限为 71.7 年,符合设计规范规定11。 3.2 矿井的一般工作制度 本矿井的年工作日按每年 330 天计算,每昼夜矿井提升时间为 16 小时。根据有关规 定,结合本矿区煤层条件、储量状况及完成产量的需要,同时考虑法定假日,设备检修和 涌水等的影响,做出相应的工作制度,即矿井的井下采煤等工作为昼夜分为三班,两班出 煤,一班检修,每班工作 8 小时,即三八工作制14。 王会雨:伯方二矿 3.0Mt/a 新井设计 12 4 井田开拓 在一定的井田地质、开采技术条件下,矿井开拓巷道可有多种布置方式,开拓巷道的 布置方式称为开拓方式。合理的开拓方式应根据矿井设计生产能力,地形地貌特征,地质 条件,煤层赋存条件,开采技术条件,装备条件,地面外部条件等因素综合考虑4。 4.1 井筒形式的确定 矿井开拓,就其井筒形式来说,一般有以下几种形式:平硐、斜井、竖井和混合式。 下面就几种形式进行技术分析,然后进行确定采用哪种开拓方式方式。 平硐:一般就是适合于煤层埋藏较浅,而且要有适合于开掘平硐的高地势,可就是这 一点,本井田不能满足要求,本井田地势比较平缓,高低地的最大高差也不过十几米,很 显然,利用平硐开拓对于本井田来说是没有可行性的。 斜井:利用斜井开拓要求煤层埋藏较浅、倾角较大的,地质条件简单,表土层不厚的 井田。斜井开拓的优点为井筒施工简单,掘进速度快,费用低;斜井用胶带输送机提升煤 炭时,提升能力大,有利于矿井延伸施工和新旧水平的接替等。但本井田表土层特别厚, 斜井施工比较困难,煤层倾角不大,如果用斜井开拓工程量大,维护和运输等费用也会大 幅度的增加,以上因素决定了本井田使用斜井开拓也是不可行的。 本井田的煤层赋存深度- 320 到- 590m,表土层较厚,井筒需用特殊方法施工。根据设 计规范第 3.1.4 条,煤层埋藏较深,表土层较厚,水文地质条件复杂、井筒需要特殊施 工,宜采用立井开拓方式。 依上,本设计采用立井开拓方式。 混合式:对于本矿井来说。由于平硐和斜井都是不可行的,所以混合式也就不予考虑。 4.2 确定井筒的位置及数目 4.2.1 井筒数目 本矿年产量 3.0Mt,属大型矿井,在开拓时,决定采用三个井井筒:主井、副井和风 井,形成中央并列式通风。主井采用箕斗提升,副井采用罐笼伸降人员、提矸、运料、入 风。这样确定的井筒数目可以满足矿井提煤、运料、通风的要求,保证矿井生产高产、高 效、安全,有助于本矿的正常有序发展。 4.2.2 井筒位置 地面在选择井筒位置时,应贯彻农业为基础的方针,充分利用荒山、坡地、劣地,尽 辽宁工程技术大学毕业设计(论文) 13 可能不占良田,不妨碍农田水利建设,避免拆迁村庄及河流改造。主要是根据以下一些原 则: 1) 在煤层走向方向尽量位于井田的中央,即要求其两翼的长度和储量大致相等。这主 要是考虑到矿井的煤炭运输问题。当井筒位于井田内的煤炭储量中心时,全矿的运输费用 达到最低。 2) 在倾斜方向上也要尽量位于中心,同时兼顾各水平井底车场的布置形式及位置。 3) 井筒位置的确定, 要顾及井口标高及地面工业广场的布置, 由于考虑到最高洪水位, 所以要求井筒的位置确定的井口标高在+20 米以上。另外,地面工业场地的布置也基本上 决定井筒的位置,一般要求工业广场尽量布置集中,达到不占良田、少占农田的原则,还 要求整个工业场地要布置在地势比较平缓的地带,使得场地内的建筑不受大的影响。 4) 井筒尽量不穿断层、破碎带,井底车场围岩较好,要有较好的工程地质条件和水文 地质条件。 5) 要便于矿井供电、给水和运输,并使附近有便于建设居住区、排矸设施的地点。 6) 尽量使工程量少、投资小,便于井下采区划分,同时有利于通风、行人安全。 7) 选择井筒位置应该力求减少石门长度,井筒尽可能靠近运输大巷,使运输功最小。 井筒沿井田走向有利的位置应在井田的中央,当井田储量呈不均匀分布时,应在储量 分布的中央,以此形成两翼储量比较均衡的双翼井田,两翼产量分配、风量分配比较均衡, 各水平两翼开采结束的时间比较接近。应尽量避免井筒偏于一侧,一翼过早采完,然后产 量集中于另一翼,将使运输、通风过分集中,采煤掘进互相干扰,甚至影响全矿生产,造 成单翼开采的不利局面。 由于本矿所采煤层为近水平煤层且储量分配较均匀,为使两翼产量分配、风量分配比 较均衡,各水平两翼开采结束的时间比较接近井筒应布置在井田中央。 王会雨:伯方二矿 3.0Mt/a 新井设计 14 4.3 井筒参数及断面图 井筒特征值如表 4- 1 所示: 表 4- 1 井筒特征表 Fig4- 1 Shaft features table 井筒名 称 井筒用 途 断面尺 寸() 长度 (m) 直径 (m) 提升容器 主井 运煤 44.18 500 7.5 两对 16 吨箕斗 副井 进风、 行 人、 运料 50.26 470 8 一套 5t 矿车双层罐笼 一套一大罐 5t 双层单车 一个小罐笼 风井 回风、 兼 做安全 出口 33.18 445 6.5 辽宁工程技术大学毕业设计(论文) 15 各井筒断面如图 4- 1 图 4- 2 图 4- 3 所示: 图 4- 1 主井井筒断布置图面 Fig 4- 1 main shaft sections 王会雨:伯方二矿 3.0Mt/a 新井设计 16 图 4- 2 副井井筒断面布置图 Fig.4- 2 Auxiliary shaft crosssection fig 辽宁工程技术大学毕业设计(论文) 17 图 4- 3 风井井筒断面布置图 Fig.4- 3 Air shaft crosssection fig 4.4 开采水平的设计 4.4.1 水平高度的确定 通常将设有井底车场、 阶段运输大巷并且担负全阶段运输任务的水平, 称“开采水平”, 简称水平。根据煤层赋存条件,一个井田可以用一个水平开采,或者用几个水平开采3。 本矿井采用单一水平开采。 开采水平的划分是与井田内阶段的划分密切联系的,而井田内划分阶段的多少主要取 决于井田的斜长和阶段尺寸的大小。阶段尺寸大小以阶段垂高或斜长表示。阶段是按标高 划分的,阶段上下边界的标高确定后,阶段垂高,即其上下边界的标高差就可得出。阶段 斜长则因煤层倾角的大小不同而变化。 由于本井田煤层属缓倾斜煤层,故采用带区式划分阶段。 4.4.2 第一水平储量及水平服务年限 由于本矿属于单水平开采,所以第一水平的服务年限即为全矿的服务年限 65.4 年。 1) 运输大巷布置 王会雨:伯方二矿 3.0Mt/a 新井设计 18 运输大巷布置方式在煤层群开拓时主要分成三类:单层布置,分组集中布置和集中布 置。 本矿井含三层可采煤层,煤层间距为 10m,煤层平均倾角 3,因此大巷适用于集中 布置。 2) 回风大巷布置 方案一:在下煤层底板开掘一条较短的回风大巷,各开采煤层分别布置回风平巷,各 采区通过一条行人斜巷将回风大巷与回风平巷联系起来。 优点:初期工程量小,建井工期短,大巷较短,岩石工程量小,各采区采用煤层回风 平巷,有利于掘进,掘进费用低。 缺点:各采区采用煤层回风平巷,维护困难,维护费用高。 方案二:在下煤层底板开掘一条贯通整个矿井的回风大巷,各开采煤层工作面分别掘 联络巷与回风大巷联系。 优点:采用岩石回风大巷,维护方便,维护费用低,各工作面通风系统简单,掘进方 便。 缺点:岩石工程量大,建井工期长,回风立井井筒较长。 方案一与方案二在技术上均可行,现对其进行经济比较。 表 4- 2 各方案工程投资比较表 Table 4- 2 The volume of construction works well 项目 方案一 方案二 数 量 (m) 投资 (万元) 数量 (m) 投资 (万元) 风井 445 73.5 489 80.8 回风大巷 1811 543.3 8000 2400 回风平巷 7584 758.4 0 0 联络巷 0 0 15540 4662 回风斜巷 3975 1192.5 0 0 合计 2570.9 7142.8 辽宁工程技术大学毕业设计(论文) 19 表 4- 3 各方案生产经营费比较表 Table 4- 3 Production and operation costs 项目 方案一 方案二 回风大巷维护费用(万元) 239.1 1056.0 回风平巷维护费用(万元) 5005.4 0 回风斜巷维护费用(万元) 174.9 0 合计(万元) 5419.4 1056.0 表 4- 4 费用汇总 Table 4- 4 Cost summary 项目 方案一 方案二 工程投资费(万元) 2570.9 7142.8 生产经营费(万元) 5419.4 1056.0 合计(万元) 7990.3 8198.8 通过上述经济技术比较,可以看出,方案二虽然生产经营费用较少,但基建投资费用 大,总体费用较方案一多,故确定采用方案一。 采煤层有二层;胶带运输大巷布置在+420 水平上,轨道大巷也布置在+390 水平上,两 个大巷水平相距 30 米。回风大巷布置在+533m。 运输大巷承担运煤任务,在运输大巷内布置带式输送机;辅运大巷承担运料、通风、 行人的任务,用绞车将材料运到工作面,从而实现了从大巷到采区、工作面辅助运输的连 续性。因为大巷的服务年限都比较长,所以都采用锚喷支护。 王会雨:伯方二矿 3.0Mt/a 新井设计 20 图 4- 4 运输大巷断面图 Figure 4- 4 Transportation Roadway sections 图 4- 5 辅运大巷断面图 Figure 4- 5 orbit roadway sections 辽宁工程技术大学毕业设计(论文) 21 图 4- 6 回风大巷断面图 Figure 4- 6 air return roadway sections 4.5 采区划分及开采顺序 4.5.1 采区形式及尺寸的确定 采区是在阶段内划分的一个开采区域,它是矿井生产的基本单元。采区尺寸主要受到 地质、技术、经济因素影响,我国矿井实际的采区倾斜长度多为 6001000m,双翼采区 的走向长度可达 10002000m,根据设计矿井特点:煤层赋存稳定、倾角小、充分利用大 的地质构造作为采区边界,减少煤炭损失。共划分为五个采区。详细情况见表 4- 8,井田 各采区技术特征表,以及矿井开拓平面图,见表 4- 5: 王会雨:伯方二矿 3.0Mt/a 新井设计 22 表4- 5 井田各采区技术特征表 Table 4- 5 Mine technical characteristics of the mining area Table 采区 走向长 度米 倾斜 长度 储量 Mt 采煤方式 落煤 方式 准备方式 一带区 1587 1705 66.38 走向长壁 综采 单翼采区 二带区 1640 1726 67.66 走向长壁 综采 单翼采区 三带区 2185 1284 39.12 走向长壁 综采 单翼采区 四带区 1723 1161 44.00 走向长壁 综采 单翼采区 五带区 3079 1330 69.18 走向长壁 综采 双翼采区 合计 10686 7567 301.2 4.5.2 开采顺序 矿井的开采工作,应当有计划、有步骤地按一定顺序进行,以便保证安全、均衡生产, 并且有利于提高技术经济指标。 合理的开采顺序应满足以下要求: 1) 保证开采水平、采区、采煤工作面的生产正常接替,以保持矿井持续稳产、高产。 2) 符合煤炭采动影响关系,最大限度的开采出煤炭资源。 3) 合理集中生产, 充分发挥机械设备的能力, 提高矿井的劳动生产率, 简化巷道布置。 4) 尽量降低掘进率,减少井巷工程量及基建投资。 综合上述因素,将本矿的开采顺序划分如下: 采区:由井田中部采区向井田两翼开采,即采区前进式; 区段:沿着煤层倾斜方向自下而上开采,即区段上行式; 分层:自上而下逐层开采; 工作面:回采工作面推进方向是从采区两翼向平巷推进,即工作面后退式开采。 4.6 开采水平井底车场形式的选择 4.6.1 井底车场形式 井底车场是连接井筒和大巷或者主要石门的一组巷道及井底附近各种硐室的总称。井 底车场担负井上下煤炭、矸石、材料、人员的转运,是联结井下运输和矿井提升的枢纽, 辽宁工程技术大学毕业设计(论文) 23 并为矿井的通风、排水、动力供应、调度服务,对保证矿井的正常生产起着重要作用。 选择井底车场应该满足下列要求: a 调车简单,管理方便,弯道急交叉点少; b 操作安全,符合有关规定,规范要求; c 井巷工程量小,建设投资省,便于维护,生产成本低; d 施工方便,各个井筒间,井底车场巷道与主要巷道间能迅速贯通,缩短建井时间。 根据具体设计条件,本矿井选择卧式井底车场如图4- 7: 1主井 副井 井底煤仓 水仓 5 水泵房 6 中央变电所 图 4- 7 井底示意图 Fig.4- 7 Shaft station abridged general view crosssection distinction 4.6.2 车场硐室 井底车场的主要硐室为主井煤仓及装载硐室、中央变电所、中央水泵房及火药库,其 位置详见井底车场平面图。 根据设计规范规定,矿井的煤仓容量为 () mcmc AQ25. 015. 0= (4- 1) 王会雨:伯方二矿 3.0Mt/a 新井设计 24 式中: mc Q 井底煤仓容量 mc A 矿井日产量 mc A 0.150.25 备用系数,大型矿井取小值 则井底煤仓容量 mc Q =0.158859=1328.85t 煤仓选择为立式煤仓,结构见图 4- 8: 图 4- 8 煤仓断面图 Figure 4- 8 coal bunker sections 中央变电所和中央水泵房联合布置,以便使前者向后者供电距离最短,中央变电所和 水泵房建成联合硐室,具体布置见开拓图。 根据设计规范规定,火药库距离井筒、井底车场、主要运输巷道以及影响全矿井 或大部分采区通风的风门的直线距离不得小于 60 米,距离硐室不小于 100 米,结合井底 车场的实际位置,采用容量 2400 公斤的壁槽式标准火药库,火药库在工业广场打回风眼 独立通风。 辽宁工程技术大学毕业设计(论文) 25 4.7 开拓系统综述 4.7.1 开拓方式 本设计矿井采用“立井单水平、集中运输大巷、走向长壁相结合”的开拓方式。采用立 井开拓,共 3 个井筒,主箕斗立井、副罐笼立井、中央风井,采用中央并列式通风方式。 矿井开采水平在+400m 标高位置, 矿井正常生产时, 一个采区一个综采工作面保证年产量。 4.7.2 运输系统 运煤系统:工作面出煤运输顺槽运输平巷运输斜巷运输大巷井底煤仓从 主井提到地面; 排矸系统:掘进巷道所出的矸石进风行人斜巷辅助运输大巷从副井提至地面; 运料系统:副井井底车场辅助运输大巷进风行人斜巷辅助运输平巷回风顺 槽工作面。 4.7.3 通风系统 新鲜风流主井运输大巷行人进风斜巷区段运输平巷运输顺槽工作面; 新鲜风流副井井底车场轨道上山区段辅运平巷运输顺槽工作面; 污风区段回风平巷采区回风石门回风大巷风井排出地面。 4.7.4 排水系统 本矿井运输大巷的坡度为 4%,井下的涌水经大巷流入井底水仓,由水泵房中的水泵, 经副井的排水管路排到地面,由地面的排水沟流出井田边界外。 4.7.5 井筒生产时井巷开凿位置及工程量 在本矿井设计中,全矿的年产量由一个综采工作面保证,移交生产时,由运输大巷和 轨道大巷通过采区下部车场沿着煤层的倾斜方向向上掘行人进风斜巷,溜煤眼和辅运上 山。 初期移交工程量是指移交生产时掘进的各类巷道、硐室、井筒等为生产服务的设施总 的掘进体积,初期移交开拓工程量具体见下表 4- 6: 王会雨:伯方二矿 3.0Mt/a 新井设计 26 表 4- 6 拓工程量 Table 4- 6 opening works 名称 长度(m) 掘进断面() 掘进体积( 3 m) 主井 500 44.18 22090 副井 470 50.26 23622.2 井底车场 20352 运输大巷 780 12.8 9984 辅运大巷 500 12.8 6400 回风大巷 850 17.3 14705 辅运上山 176 12.8 2253 进风斜巷 100 12.8 1280 运输平巷 914 13.4 11248 辅运平巷 955 10.4 9932 回风平巷 835 10.4 8684 开切眼 200 26 5200 合计 159557 辽宁工程技术大学毕业设计(论文) 27 5 采准巷道布置 5.1 设计采区的地质概况及煤层特征 5.1.1 采区概况 设计采区为一采区,该采区位于井田西翼,西至井田边界中部,东部边界到工业广场 保护煤柱线及其延长线,大巷布置在 +400 水平,采区平均走向长 1587 米,倾斜长 1705 米,煤层倾角平均 3。属于缓倾斜煤层,采区内地质构造简单,无断层,煤变质程度高, 煤质好,绝对涌出量为 13.73m3/min。发火期短,煤层直接顶较厚并且稳定。 5.1.2 煤层地质特征 一采区做为首采区,采区开采三层煤,煤层平均倾角为 3,属于缓倾斜煤层,采区内 地质构造简单,无断层,煤质较好,水分含量 0.36%- 3.55%,瓦斯相对涌出量为 13.73m3t, 煤尘无爆炸性危险自然发火期为 12 个月,煤层顶底板较为稳定。 5.1.3 采区生产能力及服务年限 本带区位于井田东北部,大致走向长度为 1587m,倾斜长度为 1705m,面积 2.7km。 带区工业储量为: ZC=2705835(12.51.4+51.42)/ cos2.8=66.7Mt 带区工业煤柱损失为: ZP=(201587+51705)(12.51.4+51.4)=1Mt 带区可采储量为: Z=ZC- ZP=66.7- 1=65.7Mt 5.1.4 带区生产能力及服务年限 2#煤层一个采煤工作面日产量为: crMLLA= 10 (5- 1) 式中:A0工作面单产,吨/日 L 工作面长度,米 L1日推进度,米 M采高,米 r 容重,1.4t/m 王会雨:伯方二矿 3.0Mt/a 新井设计 28 C 工作面的回采率,93% 所以, 0 A =2002.412.51.493%=7812t。 同时考虑 10%的掘进出煤,则带区生产能力为: A=A03301.1=2.835Mt/a 采区服务年限: T=Z/AK (5- 2) 式中:Z可采储量,Mt; A平均生产能力,取 3Mt/a; K矿井储量备用系数,取 1.4。 则带区服务年

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