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摘 要本设计矿井为七台河精煤集团公司新兴三矿1.50Mt/a新井设计,共有5层可采煤层,分别为60#、63#、65#、67#、68#煤层, 煤层总厚度为10.4m。煤层工业牌号为1/3焦煤,设计井田的可采储量为149.8Mt,设计服务年限为71.0a。本矿井设计采用双立井开拓方式,划分为两个水平,六个采区。采区为双翼开采,两个工作面达产。采用煤层群联合布置方式,60#、63#层联合开采。大巷采用10t架线式电机车牵引3t底卸式矿车运输,采煤方法为走向长壁后退式采煤法,采煤工艺为综合机械化采煤工艺。顶板处理方法为全部跨落法。关键词 矿井设计 联合开采 可采储量 开拓方式 全部垮落法全套图纸,加153893706AbstractThis is a new design of 1.5Mt/a for xinxing No.3 coal mine of Qitaihe Coal Mining Group. It have totally 5 workable coal seams, they are 60#,63#,65#,67#,68#. The totall thickness of the coal seam is 10.4 m. The industry card number of the coal seam is 1/3 coking coal. The recoveable reserves of the design shaft area is 149.8 Mt. It length of servise is 71.0 years.development way of mine is double vertieal shaft development. It have two mine levels and six districts .Each one have two working faces which can reach the yield. 60#.63# coal seam adopting combine disposal manners. The main roadway transport adopt 10t stringing electric locomotive traction 3t drop-bottom mine car. Coal mining method adopt the inclined long wall mining method along retrusive strike. Coal winning technology adopt full-mechanized ways. Apical plate adopting full caving method. Key Words: mine design ; combine disposal ; recoveable reserves ; development way of mine ; full caving method ;绪 论在经过四年的系统学习之后,为了检验自己的真实能力,在这次毕业设计中,我选择了七台河新兴三矿进行新井设计,在本次设计中,我将四年里所学的专业知识融汇到这次设计中,从矿井的地质构造到井下的具体的施工,都做了详细的设计,设计中主要对井田的开拓方式,井筒的位置、车场的布置、采煤工艺、运输方式、通风方式、设备选型等方面做了细致的分析和计算。为了保证设计的准确性,我做了大量的方案比较,从中选择最优的方案进行施工,本设计中采用了分组集中大巷的布置方式,两条运输大行由一条石门连接,减少了石门的长度,从而将少了工程量,降低了施工费用,同时还保证了矿井的运输能力。通过这次设计,我学到了许多深入的专业知识,能够更加全面的考虑问题,对细节的分析和把握都有了一定的提高,但由于本人的能力有限,错误和不妥之处在所难免,这些我自己今后都将给以改进,从而减少失误,为今后的实际工作打下坚实的基础。目录摘 要IAbstractII绪 论III第1章 井田概况及地质特征11.1 井田概况11.1.1 井田位置及范围11.2 地质特征11.2.1 矿区范围内的地层情况11.2.2 井田内和附近的主要地质构造21.2.3 煤层赋存状况及可采煤层特征31.2.5 井田内的水文地质情况51.2.6 沼气、煤尘及煤的自燃性51.2.7 煤质、牌号及用途61.3 勘探程度及可靠性61.3.1对地质勘探程度的评价6第2章 井田境界 储量 服务年限72.1 井田境界72.1.1 井田周边情况72.1.2 井田境界确定的依据72.1.3 井田未来发展情况72.2 井田储量72.2.1 井田储量的计算72.2.2 保安煤柱72.2.3 储量计算方法82.2.4储量计算的评价82.3 矿井工作制度 生产能力 服务年限92.3.1 矿井工作制度92.3.2 矿井生产能力的确定92.3.3 矿井服务年限9第3章 井田开拓103.1 概述103.1.1 井田内外及附近生产矿井开拓方式概述103.1.2 影响本设计矿井开拓方式的原因及其具体情况103.1.3 确定井田开拓方式的原则103.2 矿井开拓方案的选择113.2.1 井硐形式和井口位置113.2.2 开采水平数目和标高143.2.3 开拓巷道的布置153.3 选定开拓方案的系统描述173.3.1 井硐形式和数目173.3.2 井硐位置及坐标173.3.3 水平数目及高度183.3.4 石门、大巷(运输大巷、回风大巷)数目及布置183.3.5 井底车场形式的选择193.3.6 煤层群的联系213.3.7 采区划分213.4 井筒布置和施工223.4.1井硐穿过的岩层性质及井硐维护223.4.2井筒布置及装备223.4.3 井筒延伸的初步意见223.5 井底车场及硐室233.5.1 井底车场形式的确定及论证233.5.2 井底车场的布置、存储线路、行车线路布置长度243.5.3 通过能力计算253.5.4 井底车场主要硐室263.6 开采顺序263.6.1沿井田走向的开采顺序273.6.2沿井田倾向的开采顺序273.6.3 采区接续计划303.6.4 “三量控制”情况30第4章 采区巷道布置及采区生产系统324.1 采区概述324.1.1 采区的位置、边界,范围及采区煤柱324.1.2采区地质和煤质情况324.1.3采区生产能力、储量及服务年限324.2 采区巷道布置334.2.1 区段划分334.2.2 采区上山布置334.2.3 采区车场布置354.2.4 煤仓形式、容量及支护404.2.5 采区硐室简介414.2.6 采区工作面的接续414.3 采区准备414.3.1采区巷道的准备顺序414.3.2采区主要巷道的断面示意图及支护方式41第5章 采煤方法445.1 采煤方法的选择445.1.1采煤方法选择的制约因素:445.1.2采煤方法选择445.2 回采工艺445.2.1选择和决定回采工作面的工艺过程及使用的机械设备445.2.3选择采煤工作面循环方式和劳动组织形式45第6章 井下运输与矿井提升476.1 矿井井下运输476.1.1运输方式和运输系统的确定476.1.2矿车的选型与数量476.1.3采区运输设备的选择476.2 矿井提升系统486.2.1主井提升设备选择和计算48第7章 矿井通风与安全497.1 矿井通风系统的确定497.1.1概述497.2 风量计算与风量分配507.2.1矿井风量计算的规定507.2.2矿井风量的计算507.2.3 矿井总供风量537.2.4 风量分配537.2.5矿井风量的调节方法与措施537.2.6矿井风速的验算547.3 矿井通风阻力的计算547.3.1确定全矿最大通风阻力和最小通风阻力547.3.2 矿井等积孔的计算567.4 通风设备的选择577.4.1主扇的选择计算:577.4.2电动机的选择:587.4.3反风措施587.5 矿井安全技术措施587.5.1预防瓦斯及煤尘爆炸587.5.2其他事故的预防597.5.3避灾路线及自救59第8章 矿井排水608.1 概 述608.2 矿井主要排水设备608.2.1 排水方式与排水系统简介608.2.2 主排水设备及管路的选择计算61第9章 技术经济指标63结 论65致 谢66参考文献67附录1外文译文76附录2外文原文7973第1章 井田概况及地质特征1.1 井田概况1.1.1 井田位置及范围新兴三矿位于七台河矿区西部,距七煤公司约十二公里,行政区划属黑龙江省七台河市新兴区管辖。地理坐标为北纬45464547,东经1303013031。井田范围:北界74#煤层露头,与新立矿、新建矿相邻;南界到桃七三区44#煤层-600m标高;东界为F11断层,与桃山矿相连 ;西部以F14断层为界,与东风矿相邻。东西走向长约6.9km,南北倾斜宽约3.5km,面积约24.15km2。交通位置见图1-1:区内有矿用铁路专用线与勃七线,牡佳线接轨。铁路交通方便。公路可通往佳木斯、双鸭山、宝清、密山、鸡西、勃利、巴彦和哈尔滨等市县。公路交通十分方便。交通位置图详见1-1:矿区地形属于漫岗及丘陵地形,地势特点西高东低,地表平均标高+140m-210m,七台河发源于本区南部山区,为倭肯河支流,河宽20m左右,水深0.3m左右,平常期流量为0.51.5m3/s,洪水期流量为10200 m3/s,属季节性河流,该河位于本区西部,泾流方向由南向北,垂直煤系地层走向,基本切割本矿区全部煤系地层,对矿区的开发有一定的影响。矿区属于大陆性气候,最高气温31C ,最低气温-34C ,年降水量370-631mm左右,冻结期由11月至次年4月末。冻结深度一般为2.0m,风向多西风,最大风速为25m/s。区内镇、队以农业为主,其次种植少量经济作物如蔬菜、黄烟等;矿区内无地震史。 水源来自开采地下水,能够满足生产与生活需要;原材料以及生产生活用电均来自七台河市。1.2 地质特征1.2.1 矿区范围内的地层情况新兴三矿煤系地层属上侏罗统鸡西群含煤地层,主要由城子河组上部和穆棱组下部组成。下部界限从68#煤层底板开始,上至60#煤层,地层厚度875m,共含煤5层,总厚度 10.4m。穆棱组平行不整合于城子河组之上,以42#煤层底板含砾粗砂岩为城子河组和穆棱组分界。根据岩性特征和含煤性,本矿区的地层主要在城子河组第五段和第九段之间。新兴三矿地处勃利煤田,勃利煤田位于我国新华夏系第二隆起带,双鸭山、七台河、鸡西中生代坳陷中部,是一个弧形构造。新兴矿位于弧形构造西翼,区内地层总体向南倾斜,煤层走向由N60W渐变为EW方向,煤层倾图 1-1 交通位置图角由北向南逐渐变大,井田中部煤层倾角1520,井田南部煤层倾角2030,整个井田为一向南倾斜呈弧形展布的单斜构造。煤系地层综合柱状详见图1-2:1.2.2 井田内和附近的主要地质构造根据多年来生产实践和勘探资料及各小煤矿的揭露,井田内的地质构造以断层为主,现确定井田内的断层共有6条。井田内的断层构造与煤层走向斜交,走向一般在N3050W,属张性断层,断层面比较平直,倾角一般在5570左右,为正断层。属于这组断层的有:F11、F4。其中落差较大的F4断层作为划分井区的界线,F11和F14是划分井田矿界的主要构造。图1-2 煤系地层综合柱状图新兴三矿内有6条大断裂,都为正断层。主要断裂构造详见表1-1:1.2.3 煤层赋存状况及可采煤层特征新兴三矿开采的煤层主要位于侏罗系鸡西群城子河含煤组,本组共有中厚煤层5组,各煤层厚度、结构、容重和顶底板情况,煤层特征详见表1-2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1F4正N80W60NE800可靠2F10正N3050W72NE10080基本可靠3F11正N2050W57NE370260可靠4F14正N3010W70WS250100较可靠5F26正N2050W6070NE12010较可靠6F8正N2050W70NE6070可靠(1)60#煤层:煤层厚度2.12.9m,平均煤层厚度2.6m,煤层结构简单,全区发育,容重1.50T/m3,顶板为中细砂岩,底板为粉砂岩。(2)63#煤层:煤层厚度1.42.0m,平均煤层厚度1.75m,平均倾角18,全区发育,属于稳定的中厚煤层,结构单一,容重1.50T/m3,顶板为粉砂岩或泥岩,底板为粉砂岩。(3)65#煤层:煤厚1.92.5m,平均2.3m,属于稳定的煤层,深部煤层结构单一,容重为1.50T/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25%左右。(4)67#煤层:煤厚1.62.1m,平均1.9m,基本上是全区发育,顶板为泥岩,底板为细砂岩,灰分一般在22%左右。(4)68#煤层:煤厚1.42.3m,平均1.85m,基本上是全区发育,容重1.50 T/m3,顶板为泥岩,底板为细砂岩,灰分一般在25%左右。1.2.4 岩石性质 厚度特征表1-2 煤层特征表层次煤厚(m)层平均间距(m)稳定性发育范围顶板底板最小最大平均602.12.92.6较稳定全区发育粉砂岩细砂岩14631.42.01.75稳定全区发育细砂岩细砂岩157651.92.52.3较稳定全区发育泥岩灰砂岩51671.62.11.9较稳定泥岩灰砂岩粗砂岩20681.42.31.85较稳定全区发育粗砂岩粗砂岩表1-3 岩石指标表名称容重kg/cm3孔隙度抗压强度102 kg/cm3抗拉强度102 kg/cm3变形模量102 kg/cm3弹性模量kg/cm3砂岩2.02.65252200.30.40.47110砾岩2.3 2.65151150.21.50.8828细沙岩2.72.8525.25100.62.027510灰岩2.22.75135180.52.018510页岩2.02.416301100.21.513.5281.2.5 井田内的水文地质情况新兴三矿的单位涌水量为3.25L/s.m,含水层以静储量为主,根据近几年来的实测资料,年平均涌水量为100m3/h,最大涌水量为150m3/h,个别断层偶尔会发生出水现象,但其水量有限,且在短期内就会被疏干,随着开采水平的延伸,涌水量越来越小。因此,该区水文地质类型定为简单。1.2.6 沼气、煤尘及煤的自燃性新兴三矿属于瓦斯高突矿井,涌出量10.7m3/min,煤尘爆炸指数为36.40,属于有爆炸危险的煤层。经自燃发火鉴定,煤层无自燃发火倾向。1.2.7 煤质、牌号及用途1.煤的物理性质新兴三矿内的煤岩成分主要是亮煤、暗煤,夹镜煤丝带,黑色光亮。内生裂隙发育,质脆,黑色,条带状,层状结构,其煤岩类型多为光亮型、半亮型和半暗型。镜下鉴定为:煤岩组成多是凝胶物基质体,色鲜红,以镜煤化物质为主,树脂胶体占次要地位,矿物杂质主要是石英、长石、高岭石、方解石和云母,尤其以长石和粘土质泥岩多见。2.煤的化学性质新兴三矿矿区内所产原煤灰分变化较大,一般在2230%。净煤灰分一般在10%左右,胶质层厚度一般在815mm,挥发分一般在3039%,硫含量一般在0.2%左右,磷含量一般在0.010.02%,属低硫、低磷煤,发热量一般在8000J/kg左右。根据化验资料,按照中国煤炭分类国家标准,本矿区的各煤层挥发分差距不大,胶质层厚度也基本相近,主要以煤的粘结指数GRI为依据。GRI65的定为气煤,GRI65的定为1/3焦煤,本矿区参与储量计算的5个煤层, 除了65#为肥气煤外,其他煤层均为1/3焦煤。经七煤公司化验室和新兴选煤厂化验室化验,本矿各煤层多属中等可选煤,主要工业用途以发电用煤为主。1.3 勘探程度及可靠性1.3.1对地质勘探程度的评价根据新兴三矿区域构造复杂程度和煤层稳定性,F4以东定为III类;煤层定为II类;将F4断层以西构造类型定为II类。综合上述结果,本区勘探类型定为类型。新兴三矿煤层稳定程度为II 类。岩浆侵入:在本区内没有岩浆岩侵入体,评定为类。新兴三矿矿区内各煤层顶底板多数为粉细砂岩类,少数为中砂岩,多数煤层没有伪顶,各煤层的顶底板平整,只局部有凸凹不平,顶板较完整,裂隙不发育。煤层倾角一般在1526之间,故将其地质条件评定为类。第2章 井田境界 储量 服务年限2.1 井田境界2.1.1 井田周边情况图3-4 分组集中大巷图3-5集中大巷3.3 选定开拓方案的系统描述3.3.1 井硐形式和数目本设计井田采用双立井开拓,即一主井一副井。主井用以提升煤炭,副井用以升降人员、提矸、下放材料和设备及兼作进风井。3.3.2 井硐位置及坐标井筒确定在坐标X=5070500 ,Y=85500附近理由是:1)地处井田储量中央:井筒距北部边界1.2km,南部边界1.8km,西部边界3.2km,东部边界4.7km;2)有较好的地形条件:井口处标高+150m,地面坡度不足4,平正土方量小;3)交通条件好:靠近公路,井口距公路 2000m;4)有较好的居名点条件:工人居住区距井口 800m左右。因此确定井筒坐标为:主井井口坐标为: XA=5070579YA=85689副井井口坐标为: XB=5070518YB=85760主井井口标高为+150m,副井井口标高为+150m,拟定二水平为井筒最终水平。主井井深350m,副井井深330m,两井筒中心线间距为73m,提升方位角为25,主井井筒直径6.5m,副井井筒直径7.0m,均采用整体式混凝土砌壁,砌壁厚度500mm。3.3.3 水平数目及高度新兴三矿采用两水平开拓,拟定第一水平为-150m,大部分采区的煤层浅部标高在+100m,垂高为300m,实行上山开采.第二水平拟定标高为-400m,实行上下山开采。3.3.4 石门、大巷(运输大巷、回风大巷)数目及布置1.大巷数目:二条运输大巷、一条回风大巷。2.大巷布置:大巷布置形式主要有煤层大巷、岩石大巷两种,对于各种大巷布置方式分述如下:1)煤层大巷:当煤层顶底板较稳定,煤层较坚硬,方便维护,煤层起伏和断层、褶皱小时,可保证巷道较为平直,保证运输设备运行;没有瓦斯与煤的突出,无严重自燃发火等情况下,应优先考虑采用煤层大巷。下列情况适宜煤层大巷布置:煤质坚硬,围岩稳定,维护简单,费用不高的煤层;单独开拓的薄煤层或中厚煤层;煤层群中相距较远的单个薄煤层或中厚煤层,走向不大,储量有限,服务年限短的;煤层坚硬而顶板松软或膨胀,难以维护的。煤系底部有强含水层或富含水的岩溶时,不宜布置底板大巷的;2)岩石大巷:较少受地质构造的影响。可不留或少留护巷煤柱,煤的损失少,安全条件好,受煤和瓦斯突出以及自燃发火影响较小,大巷方向、坡度可根据运输等功能要求选定。本设计井田对大巷布置提出两种方案:方案一:煤层大巷布置方案二:岩石大巷布置煤层大巷与岩石大巷相比较有下列缺点:煤层大巷的巷道维护困难,维护费用高;当煤层起伏褶曲较多时,巷道弯曲转折多,机车运行速度受到限制,运输能力降低;为了便于巷道维护,巷道维护留设保安煤柱增多,煤柱回收困难,资源损失大;经过上述比较,岩层大巷具有较多的优越性。在本井田中,由于60#、63#煤层间距小且为主采煤层,65#、67#、68#煤层间距小于75m,均可布置岩石集中大巷。所以采用方案二:岩石大巷布置。大巷与石门服务年限较长,运输能力要求大,所以大巷和石门的断面和支护设计基本相同。断面尺寸详见图3-6 图3-7图3-6 大巷断面图3.3.5 井底车场形式的选择井底车场是连接井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称,是连接井下运输和提升两个环节的枢纽,因此井底车场设计是否合理直接影响矿井的安全和生产。1.设计依据:1)矿井开拓方式;2)井筒的位置及数目:3)矿井设计生产能力及工作制度:4)矿井主要运输巷道的运输方式;5)矿井地面及井下生产系统的布置方式;6)各种硐室有关的资料;2.设计要求:1)井底车场线路结构简单,运行及操作系统安全可靠,管理使用方便,布局合理,便于施工和维护;2)尽可能提高井底车场的机械化水平,简化调车作业,提高井底车场通过能力;3)井底车场富裕通过能力,应大于矿井设计生产能力的30%;4)井底车场设计时,应该考虑到增产的可能性;图3-7 石门断面图5)为了保护井底车场的巷道和硐室,在其所在范围内应该留设相应的保安煤柱。3.立井井底车场的基本类型:1)环形式:立式、斜式、卧式;2)折返式:梭式、尽头式;结合新兴三矿的地质条件,通过对各种形式井底车场的适用条件及优缺点的比较后,初步拟定本设计井田井底车场形式为卧式环形车场,采用两翼来车的形式。3.3.6 煤层群的联系井田煤层群开采时的联系方式是分组联合开采,即60#、63#联合开采,65#、67#、68#煤层联合开采,准备巷道为5个煤层共用,大巷采用分组集中布置方式。煤层倾角一般在18左右。3.3.7 采区划分新兴三矿井田走向长度较大,如果选择从井田边界沿整个阶段进行开采,从时间、消耗和开采技术条件上都要受到限制,因此应按照技术要求,将井田沿走向划分为若干采区,并按一定的顺序回采,每个采区有独立的生产设施,包括上下山提升、运输设备,以便独立进行生产与准备。将井田划分为若干采区时应该考虑如下方面:1)开采多煤层井田,应尽量联合布置采区,搞集中生产;2)采区走向长度根据煤层地质条件、开采机械化水平、采区储量、生产能力及巷道维护等因素综合考虑;3)需要沿走向全长统一考虑,作到初后期统筹兼顾,全井合理,更有利于初期生产;4)采区划分要考虑采区接续关系,使其适应各翼储量及产量分配;5)采区划分要有意识地缩短大巷,同时注意人为境界外延的可能性;6)煤层稳定、开采条件好、生产能力大的采区,走向长度可适当增大;考虑到上述方面,本井田以井田境界内的断层为界,将整个井田划分为6个采区。采区划分详见图3-8图3-8 采区划分示意图3.4 井筒布置和施工3.4.1井硐穿过的岩层性质及井硐维护新兴三矿有两个立井井筒,一主一副,所穿岩层性质详见综合柱状图,井筒支护采用混凝土砌壁支护。3.4.2井筒布置及装备井筒断面布置应考虑井筒的位置、周边围岩性质、井下运输方式、通风条件等因素具体应遵循如下原则:1.符合各项规程、规范对矿井运输、通风、管线等布置的要求,满足施工需要;2.合理使用断面空间,减少井筒工程量;3.有利于井筒检修、维护、和人员通行安全;4.当提升容器发生掉道或跑车事故,对井筒中各种管线或其它设备的破坏应减少到最低程度;根据新兴三矿实际情况,其副井井筒断面详见图3-9,主井见图3-10。3.4.3 井筒延伸的初步意见为了保证矿井水平的正常接续,矿井将延伸原主副井,从-150m水平延伸至-400m水平。井筒延伸方案主要有以下两种:方案一:直接延伸原有主副井;方案二:暗斜井延伸优缺点比较:方案一:优点:可以充分利用原有设备和设施,提升系统简单,转运环节少,管理方便。缺点:延伸两个井筒的施工组织复杂,延伸后提升能力下降。方案二:优点:生产与延伸相互干扰小,暗斜井做主井,系统简单。缺点:原有井筒同时担负生产和延伸任务,施工和生产相互干扰,增加了提升、运输环节和设备,通风系统复杂。通过上述两种方案比较,并参照井筒延伸原则及本井田煤层赋存特征,初步决定采用直接延伸原有主副井方案。图3-9 副井井筒断面图图3-10 主井井筒断面图3.5 井底车场及硐室3.5.1 井底车场形式的确定及论证井底车场形式的确定应该根据井田地质条件、井型大小、井田开拓方式、大巷运输方式等因素来选择。新兴三矿井底车场形式的选择依据如下:1该矿井设计生产能力为1.5Mt/a,年工作日300d,实行三八工作制,每日净提升14h;2矿井采用双立井开拓方式,两个开采水平,集中大巷布置,两翼来煤量基本相等;3主要运输大巷采用3t底卸式矿车运输,每列车由二十二辆矿车组成,由两台10t架线式电机车一前一后牵引。卸载时,机车通过卸载站。辅助运输和掘进煤采用1.5t固定式矿车,煤矸混合列车由15辆1.5t矿车组成。一台10t架线式电机车牵引。4新兴三矿属于高瓦斯、中等涌水量矿井;综上所述,结合设计要求,经分析比较后,本设计矿井选用环形卧式井底车场。3.5.2 井底车场的布置、存储线路、行车线路布置长度1井底车场线路布置的要求1)井底车场的线路主要由主井空、重车线,副井进、出车线和回车线组成,由于通过各个井底车场的煤种数量不同,其各线路的数目和长度亦相应不同。2)为保证运行安全,应尽量避免在曲线巷道顶车,机械推车需布置在直线段上;3)尽量减少道岔和交岔点;4)线路布置要有利于通风;5)井底车场线路布置时,应充分考虑各硐室布置的合理性;6)底卸式矿车的井底车场设计要注意调头问题。2存车线长度的确定存车线长度的确定是井底车场设计中的重要问题,如果存车线长度不足,将会使井下运输和井筒提升彼此牵制,影响矿井生产能力;反之会使列车在车场内的调车时间增加,降低了车场通过能力,并增加车场工程量。根据多年的实践经验,各类存车线可以选用下列长度:1)中小型矿井的主井空、重车线长度各为1.01.5列车长;2)副井空、重车线长度, 中小型矿井按0.51.0列车长;3)材料车线长度,中小型矿井应能容纳510个材料车;4)调车线长度通常为1.0列车和电机车长度之和;3.存车线长度的计算主井空、重车线、副井进、出车线:L=mnLk+nLj+Lf式中: L主井空、重车线,副井进、出车线有效长度,m;m-列车数目,列;n-每列车的矿车数,按列车组成计算确定;Lk-每辆矿车带缓冲器的长度, m;N-机车数,Lj-每台机车的长数,Lf-附加长度,取10m;经过计算得: 主井L=1.5224+24.5+10=151m,副井L=1153.0+4.5+10=59.5m。材料车线有效长度L=ncLc+nsLs式中: L材料车线有效长度,m;nc-材料车数,辆;Lc-每辆材料车带缓冲器的长度,m;ns-设备车数,辆;Ls-每辆设备车带缓冲器的长度,m;L=ncLc+nsLs=102.7=27m;根据实际需要,开设水泵硐室和变电所,取材料车线长60m。3.5.3 通过能力计算1.井底车场线路布置图和调度表见图3-11 表 3-42.列车数的确定矿井日产原煤5000t,每日运日矸石量为500020%=1000t,日产掘进煤为50005%=250t,3t底卸式矿车日运煤量为50000.95=4750t。3t底卸式矿车列车数为4750/(322)=71.9列。根据矿井矸石量与掘进煤的比例 20%/5%=4/1,确定1.5t煤矸石混合列车由12辆矸石与3辆煤车组成。每列矸石车与煤车的载重之比为312/1.53=4/1故符合要求,日混合列车数为(1000+250)/(312+1.53)=30.8(列)每日进入井底车场的3t底卸式矿车数与1.5t混合列车数之比为72/31=4/2每一调度循环时间为18分,列车进入井底车场平均间隔时间为18/6=3.分,列车在井底车场平均运行时间为9分,3t底卸式矿车在井底车场平均运行时间为6.5分,1.5混合列车在井底车场平均运行进间为10分。3.通过能力计算按公式计算N =TaQ/1.15T=25.2Q/1.15T=25.2(4223+231.5)/(1.156.2)=233Mt/a通过能力富余系数为233/150=1.551.2。满足设计规范要求。3.5.4 井底车场主要硐室1.主井系统硐室主井设有3.0t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、清理井底散煤硐室及水窝泵房等。主井井底散煤采用矿车处理,用绞车提升至井底车场。2.副井系统硐室副井系统硐室有马头门、中央水泵房、水仓及清理水仓硐室、中央变电所及等候室等。中央水泵房和中央变电所应联合布置,以便使中央变电所向中央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,水泵房及变电所通往井底车场的通道应设置闭门。3.其它硐室其它硐室有调度室、架线电机车库及修理间、蓄电池电机车库及充电硐室、防火门硐室、防水门硐室、井下火药库、消防材料库、人车站等。其位置应根据线路布置和各自要求确定。3.6 开采顺序开采顺序是指矿井采掘工作应有计划、有步骤地按一定顺序进行,做到采掘并举,掘进先行,合理的开采顺序应满足下列要求:1.保证开采水平、采区、采煤工作面的生产正常接替,以保证矿井持续稳产、高产;2.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;3.在符合煤层采动影响关系下,最大限度地开采煤炭资源;3.6.1沿井田走向的开采顺序依据新兴三矿的煤层分布及采区划分的具体情况,采用井田双翼开采,这样有利于矿井的均衡生产和合理配采,保证生产的连续性;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,采用走向长壁后退式开采方法,这样以减少初期工程量和基建投资,并且投产快。3.6.2沿井田倾向的开采顺序沿倾斜煤层的开采顺序,可分为上行式和下行式开采。新兴三矿属于倾斜煤层,考虑到井田内共有5个可采煤层,其中60#煤层位于最上部,68#煤层位于最下部,将60#、63#两层煤层分为一组,布置分组集中运输巷道,根据其采动影响关系,采用下行开采顺序。表3-4 井底车场调度表图3-11 井底车场线路布置图3.6.3 采区接续计划根据新兴三矿的地质条件,以自然断层为界,将该井田划分为6个采区, 采区接续详见表3-53.6.4 “三量控制”情况1.矿井开拓煤量的确定可按下式计算:K=(ms)c式中:K开拓煤量,Mtm计算范围内的地质储量,Mts地质损失,是因为地质及水文地质条件不利所造成的损失,包括含水大、煤层厚度小、断层多等原因不能采出的储量,Mtc采区回采率,K=1128.66t由 Tk=Zk/A 得 Tk =7.52 7.52年35年 满足要求;式中 Tk开拓煤量可采期 Zk开拓煤量 A矿井设计年产量2.准备煤量的确定准备煤量(采区走向长度采区斜长煤层平均厚度煤层容量地质损失呆滞煤量)采区回采率计算得341.42t由 Tc=Zc/A 得 Tc=14.04 14.04年1年 满足要求;式中 Tc开拓煤量可采期 Zc开拓煤量 A矿井设计年产量3.回采煤量的确定回采煤量是指准备煤量范围内已被采煤巷道所固定的可采储量。可按下式计算:nndcn式中:n回采煤量nd已为采煤巷道所固定的可采储量cn工作面回采率由Tn=Zn/A得 Tn=11 11月46月 满足要求。 式中 Tn开拓煤量可采期 Zn开拓煤量 A矿井设计年产量表3-5 采区接续表第4章 采区巷道布置及采区生产系统4.1 采区概述4.1.1 采区的位置、边界,范围及采区煤柱本采区为中一采区,位于井田中部。西部以正F3断层为界,东部以正F4断层为采区边界。浅部以+100m标高为界,深部以-150m标高为界。走向长3100m,南北倾斜长700m。采区煤柱包括采区范围内的边界煤柱、断层煤柱、隔水煤柱等。按其作用和性质可分为护巷煤柱和隔离煤柱两大类。本采区采用走向长壁联合开采,采区煤柱留设如下:各煤层在采区边界留设35m煤柱,井田境界处留设20m保护煤柱;4.1.2采区地质和煤质情况新兴三矿煤系地层属上侏罗统鸡西群含煤地层,主要由城子河组上部和穆棱组下部组成。本区地层倾角平缓,走向变化不大,采区有两个断层,均位于边界,对开采影响较小,开采煤层主要位于侏罗系鸡西群城子河含煤组,即60#、63#、65#、67#、68#煤层。各煤层特征及井田可采煤层特征详见表1-2。4.1.3采区生产能力、储量及服务年限1、影响采区生产能力的因素1)煤层赋存情况。2)地质构造和开采技术条件。3)回采工艺和装备水平。2、确定采区生产能力的方法1)采煤工作面产量计算。2)采区内同采工作面数目,工作制度。3)采区运输能力。3、采区生产能力、储量和服务年限新兴三矿生产能力1.5Mt/a,一个采区生产即可达产,结合有关要求、技术条件和采区煤层赋存情况,确定该采区同采工作面为2个综采工作面,采区生产能力为1.5Mt/a,各采区的服务年限详见采区接续表3-5。4.2 采区巷道布置4.2.1 区段划分区段的倾斜长度就是采区中一个采煤工作面的长度加上区段上下平巷的宽度之和,区段的走向长度即采区的走向长度。中一采区的倾斜长度在700m左右,采煤工作面长度180m,本矿区煤层倾角变化不大,采区斜长和阶段斜长变化也不大,采区进行综合机械化开采时一般沿倾向划分4个区段。由于本采区采用走向长壁采煤法,划分则以工作面长度为标志。本设计采用混合式通风,中一采区采用中央边界式通风,运输大巷设在-150m标高处,本采区煤层厚度在4.35m左右,2个工作面同时进行回采。工作面长度的确定该采区设计产量为1.5Mt/a,即每个工作面日产量为2500t/d;确定工作面长度的公式如下:QLrmnL1c式中: Q工作面日产量,tL工作面斜长,mr煤的容重,t/m3m采高,mn昼夜循环数L1进到深度c采区回采率(本采区取0.93)LQ/rmnL1c=2500/1.52.670.80.93=180由此可知,工作面长度为180m,截深为0.8m,每天割7刀,年生产时间为300天,即可达产。4.2.2 采区上山布置采区上山布置一般受煤层厚度、倾角、采区服务年限及瓦斯涌出量、煤层顶底板岩性等因素的影响,应综合考虑上述因素,从而使上山布置方案在技术上可行,在经济上合理。1.上山条数的确定表4-1 工作面接续表 根据最新的煤炭工业安全规程规定,高瓦斯矿井必须单独布置回风上山,考虑新兴三矿为高瓦斯矿井,因此布置三条上山,分别为轨道上山,运输上山和回风上山,为了实现两翼布置开采及生产均衡的要求,三条上山大致位于采区走向中央,间距大致为15m。2、上山位置的选择考虑到采区的上山位置,大致可采用煤层上山和岩石上山,下面将就两种布置方式进行比较:1)煤层上山优点:掘进速度快、费用低、联络巷道工程量较少。缺点:煤层上山受工作面采动影响较大,生产期间上山的维护困难,需要支护设备较多,留煤柱较多。2)岩石上山优点:便于维护,维护费用低,煤柱留设少,服务时间长。缺点:掘进困难,联络巷道、石门工程量大。根据本采区内煤层及顶底板岩性等实际情况,结合上述煤层上山和岩石上山的情况,本采区就上山布置方式提出如下两种方案:方案一:三条煤层上山方案二:三条岩石上山下面对于这两种采区上山布置方案进行技术评价。1)三条煤层上山布置方案该方案将轨道、运输、通风上山布置在63#煤层中,由于受采动影响,维护这三条上山较为困难;且留设大量保护煤柱。故该采区布置三条煤层上山的方案在技术上不合理。2)三条岩石上山布置方案该方案将轨道、运输、回风上山布置在煤层底板岩石中,对于本采区,该方案在技术上适合本采区。因此,本采区布置三条岩石上山。4.2.3 采区车场布置采区车场是连接采区上下山与区段平巷或阶段大巷处的一组巷道和硐室。采区车场的主要作用是在采区内运输方式改变或过渡的地方完成转载工作。上、中部车场均采用甩车场,它具有通过能力大,调车方便,劳动量小等优点。采区下部车场线路布置:采区下部车场由装煤车场和辅助车场组成,根据煤炭装车地点,设计下部车场为大巷装车式下部车场。1 甩车道计算 单位 mm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DC630/5/1516对称道岔,=111836,a=3967,b=4333。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)水平投影长度竖曲线计算如图4-1: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)存车线取半列车,即iG取8(高道动滚行坡,重车道)iD取10(低道自动滚行坡,空车道)则高道竖曲线回转角图 4-1 数曲线计算图低道竖曲线回转角竖曲线投影长度:2 起坡点位置确定绕道车场起坡后跨越大巷,需保持一定岩柱。根据经验,取运输大巷中心轨道面水平至轨道上山轨面垂直距离20m,顶板绕道式车场起坡点位置如图4-2。则:式中:h1=20000+hc=20320hc轨道上山轨面距煤层底板垂直距离为320则:l2=552553 绕道线路计算顶板绕道式车场线路计算如图4-3,R1、R3取15000,弯道部分轨道中心距为1600,则R2=16600 均为90。1大巷、2绕道、3煤层底板、4车场至上山斜巷、e大巷中心线至大巷在上山一侧轨道中心线间距图4-2 起坡位置图1煤仓、2上山皮带中心线、3轨道上山轨道中心线、4大巷图4-3 车场线路布置图 值(低道):取c=2000,则 值(高道):道岔联接计算选用DK622/5/15,=111836,a=3768,b=4232。联接曲线半径为15000。N3道岔联接计算选用DK622/5/15,=111836,a=3768,b=4232。=90,联接曲线半径为15000。d取530确定绕道车场的开口位置4 高低道高差闭合计算设1、1相对标高为0.000m2点标高为;3点标高为:4、4点标高为:2点标高为:以高道计算2点标高:高低道闭合无误。4.2.4 煤仓形式、容量及支护1煤仓形式:当煤从工作面运出来以后,进入采区运输平巷,再经过石门进入煤仓,煤仓的形式要根据上山的布置形式来确定,由于本采区采用了岩石上山,石门与上山间具有一定的高差,所以本采区选用的是垂直式煤仓,其主要优点是:仓体受力性能好,较少发生填塞现象2煤仓容量: Q=(A1-A1)T1k1Q采区煤仓容量tA1采区高峰期生产能力t/h,高峰期间的小时产量为产量的1.52.0倍。A1装车站通过力t/h为平均产量的1.01.5hT1采区高峰生产能持续时间,取1.01.5h .K1不均匀系数机采取决于1.01.5hQ =(650-325)1.51.15=560.6t采区煤仓容量一般按表4-2取:表4-2 采区煤仓容量表采区生产能力Mt/a 煤仓容量(t)0.3以下501000.30.451002000.450.602003000

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