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辽宁工程技术大学毕业设计(论文) 1 前言前言 煤炭工业是国民经济的重要组成部分。当前世界 3 大问题能源,人口,环境。其中能 源是其中之一。而煤炭又是其重要组成部分。在以后相当长的时间里,煤炭占能源消费的 70左右。为适应国民经济发展的需要,煤炭工业的产量是保证,因此,老矿要改建、扩 建,新矿区要开发,建设新型矿井设计任务将十分繁重。进一步提高煤炭的利用率。 设计应该结合我国具体情况,吸取和运用国内外的先进经验,使设计做到切合实际, 技术先进,经济合理,安全实用,符合新时期总任务的要求。矿井设计方案及重要的技术 决定,应该符合煤炭工业技术政策和煤炭工业设计规范的要求,严格执行煤矿 安全规程的各项规定。注意经济效益。 全套图纸,加全套图纸,加 153893706 此外,设计中还要注意环境保护,合理使用土地,不占或少占良田,尽量不造成村庄 迁移。要积极慎重的采用国内外的新技术、新工艺、新结构、新材料。设计中还要特别重 视矿工的身心健康等方面的问题。 近年来国家陆续颁布了 环境保护法 水源保护法 森 林法等新的法令,在设计中要遵照执行,总之,设计中要牢固树立政策观念、安全思想、 经济观点和法制观念。 一部完好的矿井设计,必须达到如下要求; 1)计中的全部决定必须符合符合实际情况,依照各种采矿书籍的要求; 2)矿井投产后,应该发挥现代的科学技术,保障人身安全为主,再次要提高煤炭的利用效 率; 3)理利用国家资源,使煤炭损失量达到最低限度; 4)力争建设时间短,出煤快。 李旺:晓明 2 矿 2.40mt/a 新矿井设计 2 5)安全第一。一定要保障工人的人身安全 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 铁法煤田位于辽宁省调兵山市境内,晓明井田位于铁法煤田的中西部。东经 123 3414.71233819.6北纬 422643.5 422933。 晓明井田北部以向 斜轴为界与大明一矿相邻; 东部以 f14、f76、f319 断层为界与小青矿井田相邻;南部及 西南部以 f406、f311、f308、f403 断层、大隆矿风井保护煤柱及 f322 断层为界与大隆井 田相邻;西部以煤层可采边界线为界。 1.1.2 矿区地形、地貌及交通运输 晓明 2 矿地势较为平坦, 高差变化不大, 西部地势稍高, 东部较低, 平均标高+120m, 表土层较薄,平均厚度 50m 左右。地表绝大多数为荒地,西靠调兵山,其它为平原。井田 内无河流和大的沟谷,在井田的西部和北部有俩条大的断层。该矿区平均走向长 3.8km, 平均倾向长约 3.9 km。面积 15.85k 。铁法矿区交通非常便利,矿区东部有火车编组站 大青站。大青东至铁岭 20km 与京哈线相接。西经调兵山、法库直至康平县东关屯,北至 大明,南至王千采石场及晓南矿。公路纵横,四通八达。在矿区中部,铁岭法库康平 公路横穿,北有调兵山公路至大明,从晓明井田工业广场往西南有沥青路 2.5km 和铁岭 法库康平公路相通。 辽宁工程技术大学毕业设计(论文) 3 1.1.3 气候条件及地震情况 晓明 2 矿位于松辽平原东侧,属大陆性气候,多风少雨。春、冬两季多西北风,夏、 秋两季多西南风,风大时达 78 级。降雨一般集中在 7、8、9 月份,年降雨量最大达 1009.1mm。降雨量详见附表 1- 2。年平均气温 7c 左右,最高达 33.3c,最低温度为零 下 32.1c; 本区结冻期 56 个月即 11 月至次年 4 月, 冻土层深度 1.5m。 表土层厚度 5 50m。本区地震烈度,根据辽震烈字(83)4 号文,定为六度。 1.1.4 电源、水源及建筑材料来源 晓明矿高压变电所引自隆明、隆明双回路供电,一次电压 60kv,高压变电所设 有 10000kva 变压器两台,二次电压为 6kv,入井电缆为 2#、8#、22#,电缆型号分别为 jvv33- 185、jvv33- 185、jvv40- 185;工业广场地面供电设有三个变电所,变压器型号分 别为 sj- 560、sj- 750、sj- 800。另外,沙井、瓦斯泵站分别设有 sj- 180、ksj- 320 变压器一 台。由本矿北部五眼水源井,通过 2 趟218mm 管路至本矿水仓,供井下施工和地面生活 用水。建筑材料主要周边的小镇或者铁法市购得。 1.2 井田及其附近的地质特征 1.2.1 井田地质构造 井田北部以 i 号勘探线北 300m 的一号向斜轴为界与大明矿相邻; 东部以 f14、 f76、 f319 断层为界与小青矿井田相邻;南部及西南部以 f406、f311、f308、f403 断层、大隆矿 风井保护煤柱及 f322 断层为界与大隆井田相邻;西部以煤层可采边界线为界。 1.2.2 井田水文地质特征 铁法煤田的地形、地貌特征是煤田东西边缘由火成岩及变质岩构成的低山,其地势较 高。南北两面相邻辽河流域,中间地区是第四系的洪积和冲积平原。 1、第四系含水层由残积层、坡积层、洪积层和冲积层组成。 残积层、坡积层:分布在低山丘陵顶部,分水岭和山坡地段,层厚在 0.310m 之间, 本层含水极弱,对井田无害。 洪积层:分布在山前平原地带,由黄色的砂土、砂砾和砂质粘土等构成,该层地下水 位深 28m,为孔隙潜水层。在 79、203 孔做抽水试验得知涌水量 0.5581.872m3/h,渗 李旺:晓明 2 矿 2.40mt/a 新矿井设计 4 透系数 0.32.386m/d,影响半径 915m。 冲积层:冲积层分布在辽河两岸及故道一带,由砂质粘土、粉砂、细砂、中粗砂、砂 砾等组成。层厚在 16m35m 之间。该层地下水位深 25m,是孔隙潜水层。根据大明一 井和 79 号钻孔抽水试验得知,涌水量 1.334.25m3/h,渗透系数 2.629m/d,影响半径 23.16250m。 2、白垩系砂砾含水层 分布在整个铁法煤田,并被第四系地层所覆盖。岩性以紫色、灰绿色的砾岩、砂砾岩 为主。地下水沿裂隙和层面流动,属承压裂隙水,其水位深 411m。在 203、79、217 孔 做抽水试验得知,涌水量 0.04250.71m3/h,渗透系数 0.00026850.0127m/d,影响半径 39.5105m。 3、侏罗系砂砾岩含水层 该层伏于白垩系地层之下,以砂岩为主,含水层厚度在 148408m 之间。在大明、三家 子、 海丰屯的 203、217 等孔做抽水试验得知涌水量 0.039614.76m3/h,渗透系数 0.00081 0.64m/d,影响半径 57108m,透水性微弱。 白垩系、侏罗系与第四系含水层有水力联系,但联系程度较差。大气降水,地面水和潜 水是主要的补给来源。由抽水试验可知单位涌水量均小于 0.121m3/h,年平均最大涌水量 50.25m 3/h,小于 180m3/h,因此本矿的水文地质类型为第一类,即水文地质简单矿井。 1.3 煤层质量及煤层特征 1.3.1 煤质及物理性质 本井田煤层以低变质弱粘结的长焰煤为主,气煤次之。各煤层以区域变质因素为主, 随煤层赋存深度增加变质程度相对增高。 宏观特征:深黑色、沥青光泽、平坦及贝壳状断口,内生节理发育。 微观特征:一般挥发份 3545,平均 40。灰分一般 17.9535.01,平均 24.33。粘结性一般在 23 之间,属弱粘结或不粘结煤。灰熔点 1300c1500c,属高 灰熔点煤。含硫量 0.420.61之间,平均 0.43,含磷量一般在 0.01以下,属低硫 磷煤。发热量 qn,平均为 23.25mj/kg,or平均 31.35 mj/kg。 辽宁工程技术大学毕业设计(论文) 5 1.3.2 井田内煤层及埋藏条件 煤层走向主体为西至东走向,整体四边形,井田中央倾向为北方向,以走向断层 f1 为界,南面煤层平均倾角为 9,北部煤层平均倾角 11不等。可采煤层间距见表 1- 1。 表 1- 1 煤层间距见表 table 1- 1 seam pitch table 煤层 厚度 煤层间距 发育情况 2 煤层 4.6 21 全区发育 4- 1 煤层 4.0 全区发育 28 7 煤层 3.4 全区发育 1.3.3 煤层综合柱状图煤层综合柱状图 煤 岩 名 称柱 状 图厚 度 (m) 细 砂 岩 粗 砂 岩 砂 质 泥 岩 4-1煤 页 岩 5 6 2.5 4.0 砾 岩 4.3 泥 岩 3.5 2煤 4.6 粗 砂 岩 4.5 粗 砂 岩 14 17 砂 质 泥 岩 4.0 粗 砂 岩 7 7煤 3.6 页 岩 图 2- 1 综合柱 状图 fig.2- 1 synthesis histogram 李旺:晓明 2 矿 2.40mt/a 新矿井设计 6 1.3.4 顶底板岩性 2 煤层顶底板:主要岩性有粗砂岩、细砂岩、泥岩、砾岩等所组成,结构致密、细腻、 无裂隙,厚度一般在 1020m 之间,平均 18m 左右,其属于稳定煤层。 4- 1 煤层顶底板:伪顶为砂质泥岩、泥岩、炭质泥岩,厚度 0.13.0m,一般为 2.5m。 直接顶为细砂岩、粗砂岩,厚度 0.39.2m,一般为 4.50m。老顶为细砂岩、粗砂岩及砂砾 岩,厚度 1.3234.00m,一般为 13.0m。底板为中砂岩、细砂岩和粉砂岩。直接顶板为 类偏高,老顶为类。 7 煤层顶底板:主要岩性有粗砂岩、砂质泥岩、页岩,平均厚度 28m,属稳定煤层。 1.3.5 瓦斯赋存状况及煤的自燃性 1994 年至 2003 年瓦斯相对涌出量平均为 9.72m3/t,绝对涌出量为 16.28m3/min,属低 瓦斯矿井。 瓦斯以游离和吸附形态存在于煤层及围岩的孔隙中。 我矿煤层透气性系数较好, 在开采时瓦斯涌出量小。首采层瓦斯主要来源于邻近层,而非首采层瓦斯主要来源于本煤 层和采空区。根据生产实践观察,首采层中采场瓦斯的 60%75来源于邻近层,而非首 采层中本层瓦斯约占 60%70。 井田内煤的火焰长度在 10260mm 间,岩粉量为 1050%,煤尘爆炸性弱。2、4- 1 和 7 层煤尘实验结果为:火焰长度 400mm,岩粉量 55%,爆炸性强,故井田内有煤尘爆炸的可 能,煤尘爆炸指数为 48.98%。 2 和 4- 1 层煤的燃点在 453616之间,平均值为 554,氧化性和还原性的燃点差在 3363之间,平均 47。7 层煤的燃点在 462642之间,平均 579,燃点差为 15。 井田内煤的燃点比其他煤田煤的燃点均高,且燃点差值也不高,故本区煤是较易燃的,自 然发火期一般为 611 个月,最短 180 天。 1.3.6 地质勘探程度 本井田精查阶段勘探类型定为二类二型。在以后的生产补勘中一方面在原有勘探线上 加密钻孔,一方面在线距较大勘探线之间加密一条勘探线,现共有 22 条勘探线,井田内 钻孔密度平均达 7.95 孔/平方公里。由于本井田构造类别为二类,煤层型别为二型较稳定, 因此,仍将勘探类型定为二类二型。各级别孔线距为: a 级 375500(m) b 级 7501000(m) 辽宁工程技术大学毕业设计(论文) 7 c 级 15002000(m) 本次报告钻孔质量评级是按 1983 年 3 月原煤炭部编制的质量标准的 煤田地质勘探质 量评级标准进行的。 2 井田境界及储量 2.1 井田境界 2.1.1 井田的边界 北部以 i 号勘探线北 300m 的一号向斜轴为界,东部以 f14、f76、f319断层为界与小 青矿井田相邻;南部及西南部以 f406、f311、f308、f403断层、大隆矿风井保护煤柱及 f322断 层为界与大隆井田相邻;西部以煤层可采边界线为界。其平均走向长 3.8 公里,平均倾斜 长 3.9 公里,面积 15.85km2。 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) 阶段煤柱斜长 60 米,若在两阶段留设,则上下阶段各留 30 米; 3) 断层煤柱每侧各为 30 米; 4) 采区边界煤柱留 20 米。 根据参考矿井设计规范和矿井安全规程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。井田走向长度小于倾斜长度,有二层煤,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。 李旺:晓明 2 矿 2.40mt/a 新矿井设计 8 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 工业储量:是查明矿产资源的一部分。它能满足现行采矿和生产所需的指标要求(包 括品位、质量、厚度、开采技术条件等) ,是经详查、勘探所获控制的、探明的并通过可 行性研究认为属于经济的、边际经济的部分,用未扣除设计、采矿损失的数量表述。 由于煤层的倾角变化较大,所以计算该煤层的工业储量进行三角网分块计算: 其计算公式:z=s*m*r/cos() (2- 1) 式中:z分块储量,t s井田面积, m2 m可采煤层总厚度,m r煤的容重,1.35t/m3 煤块倾角 2 煤储量:15.85*4.6*1.35/cos(10)=100.0mt 4- 1 煤储量:15.85*4.0*1.35/cos(10)=86.9mt 7 煤储量:15.85*3.6*1.35/cos(10)=78.2mt 2.2.3 矿井设计可采储量 zk= (zgp1p2)c (2- 2) 式中:zg矿井工业储量 辽宁工程技术大学毕业设计(论文) 9 zk矿井可采储量 p1永久煤柱损失 p2临时煤柱损失 c采区平均回采率由设计规范第 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%。全矿采区回 采率按照下式计算: k= (2- 3) 本井田 3 层煤均为厚煤层,因此全矿采区回采率取 0.75。 井田永久煤柱损失 p1包括井田境界煤柱、断层防护煤柱、浅部防水煤柱等。 p1=7852705+2897138=10749843t 临时煤柱损失 p2主要包括工业广场压煤、 阶段间煤柱等。 p2=13071098+7387200=20458298t zk=(zgp1p2)c=(265100000- 10749843- 20458298)0.75=175418894t 即该井田的可采储量为 175.42mt 2.2.4 工业广场面积的确定 由 设计规范 规定: 工业场地占地面积: 45- 90 万吨/年, 1.21.3 公顷/10 万 t; 120- 180 万吨/年,0.91.0 公顷/10 万 t;240- 300 万吨/年,0.70.8 公顷/10 万 t,400- 600 万吨/年, 0.45- 0.6 公顷/10 万 t。 本矿井设计年产 240 万吨, 所以工业广场面积为 s=0.824=19.2 公顷, 选择边长为 550m350m 的长方形。 李旺:晓明 2 矿 2.40mt/a 新矿井设计 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 2.4mt/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达到 3 层,保有 可采储量为 175.42mtt,按照 2.4mt/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,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。本井田离铁岭市较近,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 辽宁工程技术大学毕业设计(论文) 11 近年来,综合机械化采煤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、开采技术基本趋于成熟。 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安全、 高产、高效矿井。矿井的生产能力为 2.4mt/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 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 1.3。 由矿井的服务年限计算公式: p=zkak (3- 1) 式中:zk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,该矿井取 1.3 p=zk(ak) =233.89mt/(2.41.3)=75.0 年 由设计规范第 2.2.5 条知,矿井设计生产能力为 120240 万吨/年的大型矿井,设 计服务年限不应低于 50 年。本矿井的服务年限为 73.0 年,符合设计规范规定。 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四班,每班工 作 6 小时,即“四六制”工作制。 李旺:晓明 2 矿 2.40mt/a 新矿井设计 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、地面外部条件等因素综合考虑。 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、立井和综合式。 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山岭和丘陵,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不深、无流沙层、水文地质条件简单、开采缓倾斜 和中倾斜煤层、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。但本井田地质条件较复杂,煤层倾角变化较大,埋藏较深,斜井施工比较困难,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+25 到- 575m,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,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。 综合式: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 2.4mt,属大型矿井,在开拓时,决定采用三个井井筒:主井、副井和风 辽宁工程技术大学毕业设计(论文) 13 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,保证矿井生产安全、高 产、高效,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 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+300 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。 倾向方向井筒布置方案分析(图 4- 1): 李旺:晓明 2 矿 2.40mt/a 新矿井设计 14 cba 1 2 1 2 2 1 1井筒2工业广场 333 3石门 4 4煤层 图 4- 1 井筒位置 fig4- 1 shaft location 表 4- 1 方案对比表 fig4- 1 program comparison table 方案 对比 方案 a 方案 b 方案 c 优点 初期(第一水平)工程量 及建井工期最短。 工业广场压煤最少 石门长度较短,沿石门工 程量最少煤层斜长适中, 有利采区布置 煤系基底有含水特大的岩 层不允许井筒穿过时,可用 有利于深部及向下扩展 缺点 总石门工程量较大 布置下水平巷道石门很长 而增大了运输量.工程量 布置下水平巷道石门有部 分工程量 工业广场压煤增大 初期工程量较大 工业广场压煤最大 石门长度及沿石门运输长 度较大 辽宁工程技术大学毕业设计(论文) 15 方案比较:为减少工业场地煤柱损失及适当减少工程量,可考虑使井筒设在倾斜中部 靠上的适当位置并应使保护煤柱不占初期投产部分。对开采厚煤层时损失是严重问题,井 筒应靠近煤层浅部。本矿井属于大型矿井的开采范围较大,服务年限长,由于煤层倾斜方 向中下部存在大的断层以及倾角变化大在 911使得工业广场的压煤大。b 方案工业广 场所处的煤层倾角大约在 9左右,压煤较少,工业广场所处的是平原,地面标高起伏不 大,有利于运输、供水、供电等,并且初期投产快, 以上因素综合考虑,认为方案 b 比较合理。 4.3 井筒参数及断面图 表 4- 2 井筒特征表 fig4- 2 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 28.26 331 6.0 两套 12 吨箕斗 副井 进风、 行 人、 运料 38.48 325 7.0 一对 3t 双层双车加宽罐笼 风井 回风、 兼 做安全 出口 26.8 325 6.0 各井筒断面见图 4- 2;4- 3;4- 4: 李旺:晓明 2 矿 2.40mt/a 新矿井设计 16 图 4- 2 主井断面 fig 4- 2 main shaft sections 辽宁工程技术大学毕业设计(论文) 17 图 4- 3 副井断面图 fig.4- 3 auxiliary shaft crosssection fig 李旺:晓明 2 矿 2.40mt/a 新矿井设计 18 图 4- 4 风井断面图 fig.4- 4 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。 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 辽宁工程技术大学毕业设计(论文) 19 斜长则因煤层倾角的大小不同而变化。 本井田煤层底板标高在+25- 575米,垂高为600米,煤层倾角变化较小,大部分集中 在9,11。倾角平均为10斜长为3900米,依设计规范阶段斜长一般为3001500米, 采用带区准备方式可适当加长。 4.4.2 开拓方案及基础数据 (1)提出方案 经过分析,提出了一下三种在技术上可行的开拓方案,分析如下: 方案一:立井三水平开拓 主、副井井筒均为立井,布置在井田走向中央,倾斜方向中央偏上,设置三个水平, 大巷布置在煤层底板岩层中,沿底板掘进,见图4- 5. 图4- 5 立井三水平开拓 figure 4- 5 shaft three level to developed 方案二:立井四水平开拓 主、副井井筒均为立井,布置在井田走向中央,倾斜方向中央偏上,设置四个水平, 大巷布置在煤层底板岩层中,沿底板掘进,见图4- 6. 图4- 6 立井四水平开拓 figure 4- 6 shaft four level to developed 方案三:立井二水平加暗斜井开拓 主、副井井筒均为立井,布置在井田走向中央,倾斜方向中央偏上,设置二个水平加 暗斜井,大巷布置在煤层底板岩层中,沿底板掘进,见图4- 7 李旺:晓明 2 矿 2.40mt/a 新矿井设计 20 图4- 7 立井二水平加暗斜井开拓 figure 4- 7 shaft two level and dark inclined to developed 在进行开拓方案比较时,需要从井巷道定额 2007中查出各部分基本价格。 各方案计算费用时采用的基础数据如下: 矿井可采储量:175.42mt 矿井最大涌水量:50.25m/h 矿井服务年限:73 年 立井提升单价:1.6 元/t.km 斜井提升单价:0.42 元/t.km 排水单价:0.4 元/t.km 方案一第一水平可采煤量:56.2mt 方案一第二水平可采煤量:73.1mt 方案一第三水平可采煤量:46.1mt 方案一第一水平石门:0.450km 方案一第二水平石门:0.600km 方案一第三水平石门:1.350km 方案二第一水平可采煤量:46.0mt 方案二第二水平可采煤量:40.2mt 方案二第三水平可采煤量:45.1mt 方案二第四水平可采煤量:44.1mt 方案二第一水平石门:0.940km 方案二第二水平石门:0.400km 方案二第三水平石门:1.020km 方案二第四水平石门:1.350km 方案三第一水平可采煤量:56.2mt 方案三第二水平可采煤量:73.1mt 方案三第三水平可采煤量:46.1mt 方案三第一水平石门:0.450km 方案三第二水平石门:0.600km 方案三暗斜井斜长:0.850km (2) 经济比较 各方案之间区别在于井筒的延伸方式的不同, 采用立井井筒直接延深, 优点是提升能力大, 矿井直接延深在条件允许时,增加的设备较少;但施工条件差,施工速度慢,开拓维护费 辽宁工程技术大学毕业设计(论文) 21 用高。采用斜井延深方式时,优点是施工速度快,费用低,但需要暗斜井配套的设备、人 员,所以在进行粗略估算费用来权衡各个方案,见图4- 9,4- 10,4- 11,4- 12。 图4- 9 方案一的粗略估算费用计算表 figure 4- 9 plan one rough estimate of the cost of computation 图4- 10 方案二的粗略估算费用计算表 figure 4- 10 plan two rough estimate of the cost of computation 李旺:晓明 2 矿 2.40mt/a 新矿井设计 22 图4- 11 方案三的粗略估算费用计算表 figure 4- 11 plan tree rough estimate of the cost of computation 方案粗略估算费用汇总如图4- 12。 图4- 12 三个方案的估算费用计算汇总 figure 4- 12 four plan rough estimate cost summary 进过以上技术分析、比较,再结合粗略估算费用结果,选择方案三的费用较少,所以选用 二水平加暗斜井开拓。 4.4.3 第一水平储量及水平服务年限 ak z t = (4- 1) 其中:t 矿井服务年限,年 z 井田设计可采储量,mt 辽宁工程技术大学毕业设计(论文) 23 a 矿井设计年产量,mt k - 储量备用系数 k=1.3 t =78.9/(2.41.3)=25.3 年25 年,满足设计规范要求,故水平划分是合理的。 本矿井可采煤层有 3 层,即 2;4- 1;7,,运输大巷布置在- 200 水平上,轨道大巷也布 置在- 200 水平上,两个大巷水平相距 80 米。回风大巷布置在- 200m。 运输大巷承担运煤任务,在运输大巷内布置运输轨道;轨道大巷承担运料的任务,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。 图 4- 13 运输大巷断面图 figure 4- 13 transportation roadway sections 李旺:晓明 2 矿 2.40mt/a 新矿井设计 24 图 4- 14 回风大巷断面图 figure 4- 14 air return roadway sections 4.5 采区、带区、盘区划分及开采顺序 4.5.1 采区、带区、盘区形式及尺寸的确定 采区、带区、盘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、 带区、盘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,带区、盘区可长度可加大,根据设 计矿井特点:煤层赋存稳定、倾角变化大、充分利用大的地质构造作为采区边界,减少煤 炭损失。共划分为两个带区及四个采区。详细情况见表 4- 15,井田各采区技术特征表,以 及矿井开拓平面图。 辽宁工程技术大学毕业设计(论文) 25 表4- 15 井田各采区技术特征表 table 4- 15 mine technical characteristics of the mining area table 采区、带 区、盘区 走向长 度米 倾斜 长度 可采储 量mt 采煤方式 落煤 方式 准备方式 ei带区 1877 1178 24 走向长壁 综采 带区 e2带区 1886 1415 30.1 走向长壁 综采 带区 e3带区 1563 1312 24.6 走向长壁 综采 带区 w1带区 1819 1541 32.2 走向长壁 综采 带区 w2带区 2086 1710 43 走向长壁 综采 带区 w3带区 1511 1090 21.5 走向长壁 综采 带区 合计 10742 8246 175.4 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: 整个井田的开采工作沿着倾斜方向由上向下依次进行,即阶段下行式开采。 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上而下开采,即区段下行式; 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采区上山推进,即工作面后退式开采。 李旺:晓明 2 矿 2.40mt/a 新矿井设计 26 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, 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,本矿井选择刀式井底车场如图4- 16: 图 4- 16 井底示意图 fig.4- 16 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 . 0 15 . 0 = (4- 1) 式中: mc q 井底煤仓容量; 辽宁工程技术大学毕业设计(论文) 27 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 =0.157272.73=1090.9t 煤仓选择为立式煤仓,结构见图: 图 4- 17 煤仓断面图 figure 4- 17coal 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。 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加暗斜井集中大巷的开拓方式。采用立井开拓,共 3 个井 李旺:晓明 2 矿 2.40mt/a 新矿井设计 28 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- 200m 标高位置,矿井正常生产时,一个带区区一个综采工作面保证年产量。 4.7.2 运输系统 运煤系统:工作面出煤分带运输斜巷带区运输平巷带区煤仓运输大巷运输 石门运输大巷井底煤仓从主井提到地面; 排矸系统:掘进巷道时所出的矸石通过带区轨道平巷运到井底车场,然后从副井提至 地面; 运料系统:副井井底车场运输石门轨道大巷材料车场带区运料平巷分带 回风斜巷使用地点。 4.7.3 通风系统 新鲜:副井井底车场运输石门进风行人斜巷带区运输平巷分带运输斜巷 工作面; 污风:分带回风斜巷带区回风平巷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 轨道大巷通过带区车场沿着煤层的走向方向掘带区运输平巷和带区轨道平巷。 初期开拓工程量: 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- 18: 辽宁工程技术大学毕业设计(论文) 29 表 4- 18 拓工程量 table 4- 18 opening works 名称 长度(m) 掘进断面() 掘进体积( 3 m) 主井 331 113.04 37416.24 副井 325 50.26 16334.5 井底车场 15152 运输大巷 342 14.2 4856.4 轨道大巷 139 17.6 2446.4 运输石门 450 14.7 6615 回风石门 332 16.7 5544.4 带区运料平巷 1946 13.3 25881.8 带区运输平巷 1534 13.3 20402.2 分带运料斜巷 1518 13.3 20189.4 分带运输斜巷 1518 14.8 22466.4 开切眼 200 25 5000 合计 155310.77 李旺:晓明 2 矿 2.40mt/a 新矿井设计 30 5 采准巷道布置 5.1 设计带区的地质概况及煤层特征 5.1.1 带区概况 设计带区为 e1 带区,该带区位于井田东南翼,东部边界到煤田边境,大巷布置在- 200 水平,带区平均走向长 1877 米,倾斜长 1187 米,煤层倾角平均 9。属于缓倾斜煤层,采 区内地质构造简单,无断层,煤层以低变质弱粘结的长焰煤为主,气煤次之。各煤层以区 域变质因素为主,随煤层赋存深度增加变质程度相对增高。绝对涌出量为 16.28m3/min。发 火期长,煤层顶板主要岩性有粗砂岩、细砂岩、泥岩、砾岩等所组成,结构致密、细腻、 无裂隙,属于稳定顶板。 5.1.2 煤层地质特征 e1 区做为首采区,带区开采三层煤,煤层平均倾角为 9,属于缓倾斜煤层,采区内 地质构造简单,无断层,煤层以低变质弱粘结的长焰煤为主,气煤次之,瓦斯相对涌出量 为 9.72m3/t ,煤尘无爆炸性危险,自然发一般为 611 个月,煤层顶底板较为稳定。 5.1.3 带区生产能力及服务年限 带区储量 zc=2246875.9189*12*1.35/cos9=3685.3 万 t 带区边界煤柱损失量 zp=189849.2226*12*1.35=307.6 万 t 带区可采储量 z=(zc- zp)*c=(3685.3- 307.6)*0.75=2533.3 万 t 带区生产能力的基础是采煤工作面生产能力,而采煤工作面的产量取决于煤层厚度,工 作面长度及推进度。 一个采煤工作面日产量 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,1.35 c 工作面的回采率,93% 辽宁工程技术大学毕业设计(论文) 31 所以, 0 a =200*6.3*4.6*1.35*0.93=7276.9t。 同时考虑 5%的掘进出煤,则带区生产能力为: a=a0*330*1.05=252.1 万 t/a 采区服务年限:t=z/a (5- 2) 式中:z可采储量,万吨 a平均生产能力,万吨/年 则带区服务年限为:t=2533.3/252.1=10.0a 5.2 带区形式、带区主要参数的确定 5.2.1 带区形式 按照煤层群开采的联系为单一煤层相邻多分带工作面带区准备方式,煤层倾角平均为 11, 瓦斯量不大、 顶底板均无较大涌水, 根据煤层赋存条件, 本设计采用倾斜长壁采煤法。 5.2.2 带区平巷数目、位置及用途 设计带区各煤层采用一套平巷,开掘在各煤层中。至于带区平巷的用途,运输平巷作 为带区的主运输,其内铺设皮带,运输带区工作面的出煤。轨道平巷铺设轨道作为带区的 辅助运输,运送矸石、设备、材料。 5.2.3 分带的划分 根据矿井的地质条件和工作面的合理长度 200m,采区采用走向长壁采煤法。带区的 工作面到带区停采线倾向长 1178 米,带区采用的单巷布置,本带区可以划分为 8 个分带, 采用沿空留巷的方式。 5.3 带区硐室 5.3.1 带区煤仓 在带区煤仓的尺寸确定之前,首先对煤仓的容量进行确定: 按循环产量计算煤仓容量 q q =llhr (5- 3) 式中:l工作面长度,米 l截深,米 h采高,米 李旺:晓明 2 矿 2.40mt/a 新矿井设计 32 r煤的容重,1.35 吨/立方米 所以 q =2000.54.61.35=621 吨 由以上计算作为依据,选择煤仓容量为 650 吨。 由经验rh7 r2*7r*1.35=650 (5- 4) r4 h=28 米 带区煤仓用混凝土收口,

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