采矿工程毕业设计－双鸭山矿务局东荣二矿0.9Mta新井设计

摘要#

IdesignedtheEastWingShuangyashanMiningBureauofMine0.9Mt/anewminedesign.，thetotalofthreelayerscoalseam,for18#,24#,25#,thetotalthicknessoftheseamis5.8meters.Coalindustrybrandsare1/3coke,mycoaldesignrecoverablereservesis71.79Mt,designservicelifeofis57.1years,accordingcoalreservescorrespondingcounterpartsWell-levelservicelifeofanationalstandard,finallymakesurethelevelofmyelevationis-500m.ApplicationTechniquesandeconomiccomparisonsusedtoverticalshaftdevelopment.Mineshaftincentralpioneeringdepthis390m.amountofmineisduetothetwowingsofCoalwhichalmostequal,sopitgarageusinghorizontalringrepaired,roadwaylayoutin-500melevation.Because18#and24#seamspacingis73m,24#and25#seamspacingis14m,hence,inaccordancewiththespacingbetweentheseam18#forasinglecoalseammininglayout,24#and25#coalmininginajointarrangement.coalmineleft12ºangleobliqueaboutlongwallminingexploitationwellsTinarightwingseamdipintheaverageabout25ºtouselongwallcoalminingmethod.Keywords:minedesign,coalwinningtechnology,minedevelop

目录摘要 I II绪论 1第1章井田概况及地质特征 21.1井田概况 21.1.1交通位置 21.1.2地势和河流 31.1.3气象和地震 31.1.4本矿区及邻近区煤炭生产建设及规划情况 31.1.5矿区经济概况 31.2地质特征 41.2.1地层 41.2.2构造 41.2.3煤层 51.2.4井田内的岩石性质厚度 71.2.5水文地质 71.2.6沼气煤尘及煤的自燃性 81.2.7煤质牌号及用途 81.3勘探程度及可靠性 9第2章井田境界储量服务年限 102.1井田境界 102.1.1井田周边状况 102.1.2井田境界确定的依据 102.1.3井田的发展情况 102.2井田储量 112.2.1井田储量的计算 112.2.2保安煤柱 11 122.2.4储量计算的评价 122.3矿井工作制度生产能力服务年限 132.3.1矿井工作制度 132.3.2矿井设计生产能力及服务年限 13第3章井田开拓 153.1概述 153.1.1井田内外及附近生产矿井开拓方式概述 153.1.2影响本设计矿井开拓方式的因素及具体情况 153.2矿井开拓方案的选择 163.2.1井筒形式和井口位置 163.2.2开采数目及水平标高 223.2.3开拓巷道的布置 223.3选定开拓方案的系统描述 243.3.1井硐形式和数目 243.3.2井硐位置及坐标 243.3.3水平数目及标高 243.3.4石门大巷数目及布置 243.3.5井底车场形式的选择 273.3.6煤层群的关系 283.4井硐布置及施工 293.4.1井硐穿过的岩石性质及井硐支护 293.4.2井硐布置及装备 293.4.3井硐延伸的初步意见 313.5井底车场及硐室 323.5.1井底车场形式的确定及论证 323.5.2井底车场的布置存储线路行车线路布置长度 323.5.3井底车场通过能力验算 353.5.4井底车场主要硐室 363.6开采顺序 373.6.1沿井田走向的开采顺序 373.6.2沿井田倾向的开采顺序 373.6.3带区采区接续计划 373.6.4“三量”控制情况 38第4章带区巷道布置与带区生产系统 404.1带区概况 404.1.1设计带区的位置边界范围带区煤柱 404.1.2带区地质和煤质情况 404.1.3带区生产能力储量及服务年限 404.2带区巷道布置 414.2.1区段划分 414.2.2带区斜巷布置 424.2.3带区下部车场布置 424.2.4带区煤仓形式，容量及支护 444.2.5带区硐室简介 454.2.6带区工作面的接续 464.3带区准备 47第5章采煤方法 495.1采煤方法的选择 495.2回采工艺 495.2.1选择和决定回采工作面的工艺及使用的机械设备 495.2.2设备选型 505.2.3工作面循环方式和劳动组织形式 51第6章井下运输和矿井提升 546.1矿井井下运输 546.1.1运输方式和运输系统的确定 546.1.2矿车的选型及数量 546.1.3带区运输设备的选择 566.2矿井提升系统 57第7章矿井通风安全 597.1矿井通风系统的确定 597.1.1概述 597.1.2矿井通风系统的确定 597.1.3主扇工作方式的确定 607.2风量计算与风量分配 607.2.1矿井风量计算的规定 607.2.2风量计算 607.2.3风量分配 637.2.4风量的调节方法与措施 647.3矿井通风阻力计算 657.3.1确定全矿最大通风阻力和最小通风阻力 657.3.2矿井等积孔计算 677.4通风设备的选择 687.4.1主扇的选择计算 687.4.2电动机的选择 697.5矿井安全生产措施 70 70 70 70 71 72 728.1.1矿井水来源及涌水量 728.1.2对排水设备的要求 728.2矿井主要排水设备 738.2.1排水系统和排水方式简介 738.2.2主排水设备及管路选择计算 74第9章技术经济指标 77 79致谢辞 80参考文献 81附录1 83附录2 87绪论第1章井田概况及地质特征1.1井田概况1.1.1交通位置1.1.2地势和河流1.1.3气象和地震1.1.4本矿区及邻近区煤炭生产建设及规划情况1.1.5矿区经济概况1.2地质特征1.2.1地层1.2.2构造1.2.3煤层1.2.4井田内的岩石性质厚度1.2.5水文地质1.2.6沼气煤尘及煤的自燃性1.2.7煤质牌号及用途1.3勘探程度及可靠性第2章井田境界储量服务年限2.1井田境界2.1.1井田周边状况2.1.2井田境界确定的依据1.以地理地形、地质条件作为划分井田境界的依据；2.要适于选择井筒位置，合理安排地面生产系统和各建筑物；3.划分的井田范围要为矿井发展留有空间；4.井田要有合理的走向长度，以利于机械化程度的不断提高；5.井田的划分范围内要有足够的煤炭储量。2.1.3井田的发展情况2.2井田储量2.2.1井田储量的计算2.2.2保安煤柱2.2.4储量计算的评价2.3矿井工作制度生产能力服务年限2.3.1矿井工作制度2.3.2矿井设计生产能力及服务年限第3章井田开拓3.1概述3.1.1井田内外及附近生产矿井开拓方式概述3.1.2影响本设计矿井开拓方式的因素及具体情况3.2矿井开拓方案的选择3.2.1井筒形式和井口位置1.井筒形式图3-1开拓方案示意图3.2.2开采数目及水平标高3.2.3开拓巷道的布置3.3选定开拓方案的系统描述3.3.1井硐形式和数目3.3.2井硐位置及坐标3.3.3水平数目及标高3.3.4石门大巷数目及布置3.3.5井底车场形式的选择3.3.6煤层群的关系3.4井硐布置及施工3.4.1井硐穿过的岩石性质及井硐支护3.4.2井硐布置及装备3.4.3井硐延伸的初步意见3.5井底车场及硐室3.5.1井底车场形式的确定及论证3.5.2井底车场的布置存储线路行车线路布置长度第6章井下运输和矿井提升6.1矿井井下运输6.1.1运输方式和运输系统的确定6.1.2矿车的选型及数量表6－1电机车参数表6.1.3带区运输设备的选择6.2矿井提升系统第7章矿井通风安全7.1矿井通风系统的确定7.1.1概述7.1.2矿井通风系统的确定7.1.3主扇工作方式的确定7.2风量计算与风量分配7.2.1矿井风量计算的规定7.2.2风量计算矿7.2.3风量分配矿井通风难易程度分级表：矿井通风难易程度矿井总风阻Rm（NS2·m-8）等积孔A（㎡）容易<0.355>2中等0.355～1.4201～2困难＞1.420<1巷道的适宜风速表：序号巷道名称适宜风速1运输大巷、主石门、井底车场4.5～5.02回风大巷、回风石门、回风平硐5.5～6.53采区进风巷、进风上山3.5～4.54采区回风巷、回风上山4.5～5.55采区运输机巷、胶带输送机巷3.0～3.56采煤工作面1.5～风量的调节方法与措施7.3矿井通风阻力计算7.3.1确定全矿最大通风阻力和最小通风阻力7.3.2矿井等积孔计算7.4通风设备的选择7.4.1主扇的选择计算7.4.2电动机的选择7.5矿井安全生产措施8.1.1矿井水来源及涌水量8.1.2对排水设备的要求8.2矿井主要排水设备.2主排水设备及管路选择计算第9章技术经济指标致谢辞我爱我的学校，我的老师，同学，我为能成为黑龙江科技学院的学生而自豪，学院严谨的教风是我们学生成才的保证。以后我会把学院的严谨的精神带到工作中去，为企业树立榜样为学院争光。参考文献张文生,王树仁.开采方法.煤炭工业出版社.198618.附录1摘要：应用后退,并用放顶煤方法用于煤炭生产,在土耳其角导格克拉伊ediz2,丁文狄克逊耐寒—阿科库卡。井下煤炭生产,在土耳其角原本夺得常规综采而最近更从创新使用的机械化综采放顶煤开采.这后一种方法是为了获得最大吨位从提取8米褐煤下煤层很难开采条件.本文论述了应用的综采放顶煤开采方法及其优缺点比较传统长壁开采的矿井.一般务虚充足率分别达到一旦有足够经验的放顶煤的方法，使这种方法加以完善.这一点特别重要,就是例证-土耳其视为主要的褐煤储量在400-600米的深度,将体现出矿井时效的经济。关键字:煤炭开采厚煤层分级正文：厚煤层言厚煤层分级制度不同的国家,但厚度为4.8米,是公认的下限为煤层被称为煤层界限。包括世界一半的煤炭储量和的70-80%厚煤层生产通过采矿硐方法。厚煤层开采不同于传统的长壁式采煤许多开采，从生产厚煤层选用具有可变斜率和厚度,可避免使用正常单工作面。一个替代方案是使用一个单一工作面位于地下的煤层中的煤上面对赢得的方式放后来的采面。顶煤开采技术首次应用于1940年俄罗斯的,后来用在法国,前南斯拉夫,土耳其,匈牙利,罗马尼亚和前捷克斯洛伐克。该方法已在使用的,中国和印度由于1980年6月,8日有过多次试图改善效率进行厚煤层开采。其中包括调查有关产量的影响因素,三维数值模拟综采放顶煤,4层行为在放和稀释采放顶煤在原位条件下,测定的形成和行为的立即顶板的物理模型。自始该煤田地处63公里东北该城的土耳其(图1)。矿井开始原来生命是一个露天矿,但高比例剥离不得不搬到地下开采。之间的界限,地下水和地表生产区的确定,采用经济和技术的限制与知识的主要断裂区。虽然大多数的煤炭储量在外地适合地面生产,目前已有85%的总煤炭产量来自露天矿。然而,这种趋势很快就会改变,因为煤炭储量经济适于露天开采已接近枯竭,未来生产必须来自储备的所谓'深场'倒卧在400-600米以下的表面。煤层厚度(褐煤)在外地介于4.0-12.0米取决于构造的地区;平均煤层厚度计算为6至8米。倾角的主要褐煤煤层是10单位。有矸在煤层作为层和镜片。主要矸,其厚度介于0.15至0.30米的粘土称为甲,乙,丙,黄色粘土看到。底部和顶部岩层的煤层中的泥灰岩和抗压强度都是3069.349-59和精神创伤者1一般扔了故障在实地变化10-15米,大型磷采油大厦分别按断层区。在生产块有轻微的断裂活动带,最高落差2米。上部的煤层具有较高的热值,而底部的煤层已位列第二热量,而中间部分的煤层已最低值。褐煤煤领域具有中等硬度,黑色和光明外观肌理和纹理密集。化学分析的煤列于表1.13,有三大市场,对煤炭生产例证,即国内市场,工业和发电厂附近。自始该地电站有五个陆惠采矿,采石和矿物工程,利兹大学,英国牛顿大学采矿工程系-土耳其作者,电子邮件型Hardy@leeds.ac.uk_研究所2006年的材料,矿物和采矿发表研收到2005年12月23日;接受2006年2月23日10.1179/174328606x103586采矿技术2006年115卷241格克拉伊】后退并放长(顶煤)方法用于煤炭生产机组,其中有两个方面：一个为32兆瓦,一个65兆瓦,而其他两个150兆瓦(429万千总额).平均每年的煤炭产量在过去5年为550万吨,这使得生产总为3.85万吨,商品煤经过加工(1.90万吨,为市场和1.95万吨;该电站).在煤矿,有两个洗选厂和一个浆纱煤炭股.洗煤厂采用重介质分离法去除灰,以增加热量.煤矿也有四个塑胶套袋(包装)厂,总容量达260笔h21.后备矿山井下据估计265万吨,于2002年完成.有6个不同生产部门在井下现场.煤炭生产是通过两种不同的方法,在例证,即:(一)常规长壁采法:退采放系统(与钢筋及梁)(二)机械化综:综,退采放系统.在自始该煤田,有两个生产经营用地.首先是所谓的矿,它已生产煤炭1940年以来,以传统的放法.面对的是2米厚,是开挖爆破开挖与气动锤.其余的煤层(总厚度甲虫-12米),是从后面的人脸后,它已内角背后的链式输送机(图3).其他营运井下并已在生产自1985年采用常规综采直到1997年的采面上完全机械化.无论是常规武器和综放开采系统已应用于一起在矿井.常规综生产常规综采(用钻爆法)一直应用后退及背部放角煤炭地下生产.生产砖(板)是限制到300米长,如果大型表：化学煤的分析参数价值湿气,%14–16灰含量,%0–42挥发性的物质,%25–40总数硫磺,%1.5–2.0最小量热值,公斤212000–2500密度,231.5结构性能煤13号断层存在,增加到800-900米,如果可能的.面对长度在这一领域60米,往往会被视为短壁面.生产损失,用这个方法达到15%,因为很难均匀放顶煤层的背后面对并消除煤彻底从采空区.钢铁道具都一起用木头支撑顶板控制在三个车道.支持浓度为1.07m在采面上.一步工作面推进(1.25m),是完成四个转变而被称为面,放回来拉.在'面子转移'开挖面应完成.然而,第五移(移输送)之间加上放回来,拉拉轮班以来面对的是没有完全挖掘出来一移.为了完成一个单一工作面推进,做好以下工作是进行了改变(图4).面对变化,面对的是出土了半步的空间支持.在第二个转变,最后一排顶板和底板生产和工作面长生产。组织面对的是支护。因此顶煤的水平可超过内角输送带.面对工人使用特殊工具,以减少顶煤放在传送带。有时钻井和炸药也被用来顶煤的放,如果是不可能的。面对盗掘,炸药,也使用被炸毁的煤炭运输途经一个链条输送能力为150m。有没有沼气或粉尘爆炸问题,其中地下减轻负荷的通风系统。每个生产小组通风分别与两名球迷迫使每一个容量为1500m3在自始矿井,但在另一方面,两个排气风扇与能力,2000年和2200m3使用。综机械化生产在量小组矿井一综放开采方法已受聘于装有协助中国公司叫总公司机械和设备。生产汇集地下生产顶板在外地被称为再生顶板。在初审小组其的制作完成双重长壁(屋顶和地板面).随时生产随时改为单放,在其他事务。切割机面对的是一个双头采煤机安装在链式输送机.链条输送机是脸和尾部双启动型连锁一座容量为800吨.支持系统采用液压盾(总公司机械设备)的特殊溜槽适应的座舱.当其下的内角煤炭是转接到链式输送机.生产调度机械化生产是在完成了三个阶段,即断面开挖,维修和后勤煤炭从中获益。日常工作,是保持三班制,.面对推进速度机动脸上计划将削减。这三个削减项附录2Applicationofretreatingandcavinglongwall(topcoalcaving)methodforcoalproductionatGLETurkeyI.GoktayEdiz2,D.W.DixonHardy*1,H.Akcakoca2andH.Aykul2UndergroundcoalproductionatGLETurkeywasoriginallywonfromconventionallongwallminingApplicationofretreatingandcavinglongwall(topcoalcaving)methodforcoalproductionatGLETurkeyI.GoktayEdiz2,D.W.DixonHardy*1,H.Akcakoca2andH.Aykul2UndergroundcoalproductionatGLETurkeywasoriginallywonfromconventionallongwallmining(drillandblast)andmorerecentlyfromtheinnovativeuseofthemechanisedlongwalltopcoalcavingmethod.Thislattermethodwasintroducedtogainmaximumtonnagefromtheextractionofan8mlignitecoalseamunderverydifficultminingconditions.Thepresentpaperdiscussestheapplicationofthelongwalltopcoalcavingmethodanditsadvantagesanddisadvantagescomparedwithconventionallongwallminingatthemine.Ingeneraladequateretreatrateswereachievedoncesufficientexperienceofthetopcoalcavingmethodallowedthemethodtoberefined.ThisisespeciallyimportantatGLE-Turkeyasmajorlignitecoalreservesareat400–600mdepthandwillpresentachallengetomineeffectivelyandeconomically.Keywords:Coalmining,ThickseamIntroductionThickcoalseamcategorisationdiffersamongcountries,butathicknessof4.8misacceptedasthelowerlimitforaseamtobetermedasthick.1Thickseamscomprisehalfoftheworld’scoalreservesand70–80%ofthickcoalseamsareproducedbymeansofundergroundminingmethods.2,3Thickcoalseamminingdiffersfromconventionallongwallcoalmininginmanyaspects4,5andproductionfromthickseamshavingvariableslopeandthicknessmaypreventtheuseofanormalsinglelongwallface.Analternativeistouseasinglelongwallfacelocatedattheflooroftheseamwherethecoalabovethefaceiswonbymeansofcavingbehindtheface.6,7Thetopcoalcavingmethodwasfirstappliedinthe1940sinRussiaandthensubsequentlyusedinFrance,formerYugoslavia,Turkey,Hungary,RomaniaandformerCzechoslovakia.ThemethodhasbeeninuseinChinaandIndiasincethe1980s.6,8Therehavebeenseveralattemptstoimprovetheefficiencyofthickcoalseammining.Theseincludeinvestigationsofthefactorsaffectingproduction,93Dnumericalmodellingoflongwallminingwithtopcoalcaving,4stratabehaviourduringcavinganddilutionofcavedtopcoalunderinsituconditions,10–12determinationtheformationandbehaviouroftheimmediateroofonphysicalmodelsinthelaboratory.1,10TheGLETunc¸bilekcoalfieldissituatedy63kmtothenortheastofthecityofKu¨tahyainTurkey(Fig.1).Themineoriginallystartedlifeasasurfaceminebuthighstrippingratiosnecessitatedamovetoundergroundmining.Theboundariesbetweentheundergroundandsurfaceproductionzonesweredeterminedusingeconomicandtechnologicallimitsinconjunctionwithknowledgeofthemainfaultingzones.Althoughmostofthecoalreservesinthefieldaresuitableforsurfaceproduction,atpresent85%ofthetotalcoalproductioncomesfromsurfacemining.However,thistrendwillsoonchangesincethecoalreserveseconomicallysuitableforopencastminingareneardepletionandfutureproductionmustcomefromthereservescalled‘deepfield’lyingat400–600mbelowthesurface.Coalseamthickness(lignite)inthefieldvariesbetween4.0–12.0mdependingonthetectonicsoftheregion;theaverageseamthicknesswascalculatedas6–8m.Theinclinationofthemainligniteseamis10u.Therearesomepartingsintheseamaslayersandlenses.Themainpartingswhosethicknessvariesbetween0.15–0.30marecalledclaysA,B,CandyellowclayasseeninFig.2.Thebottomandthetopstrataofthecoalseamaremarlsandthecompressivestrengthsofthemare30–69.3and49–59MParespectively.2Thegeneralthrowofafaultinthefieldchangesbetween10–15mandmajorproductionblocksweredeterminedaccordingtothefaultingzones.Withintheproductionblocksthereareminorfaultingzoneswithamaximumthrowof2m.Theupperpartoftheseamhasthehighestcalorificvalue,andthebottomoftheseamhasthesecondhighestcalorificvaluewhilethemiddlepartoftheseamhasthelowestvalue.Thelignitecoalofthefieldhasamediumhardness,blackcolourandbrightappearancewithgrainyandintensivetexture.ChemicalanalysisofthecoalsisgiveninTable1.13TherearethreemainmarketsforthecoalproducedatGLE,namelythedomesticmarket,industryandthepowerstationnearby.Tunc¸bilekpowerstationhasfive1DepartmentofMining,QuarryandMineralEngineering,UniversityofLeeds,UK2DumlupinarUniversity,MiningEngineeringDepartment,Ku¨tahya–Turkey*Correspondingauthor,emaild.w.dixon-hardy@leeds.ac.uk_2006InstituteofMaterials,MineralsandMiningPublishedbyManeyonbehalfoftheInstituteReceived23December2005;accepted23February2006DOI10.1179/174328606X103586MiningTechnology2006VOL115NO241GoktayEdizetal.Retreatingandcavinglongwall(topcoalcaving)methodforcoalproduction.Generatingunits,inwhichtwoareratedas32MW,oneat65MWandtheothertwoat150MW(429MWintotal).Theaverageannualcoalproductionforthelastfiveyearswas5.5milliontonesandthisproductionmakesatotalof3.85milliontonesofsaleablecoalafterprocessing(1.90milliontonesforthemarketand1.95milliontonesforthepowerstation).Inthemine,therearetwocoalwashingplantsandonecoalsizingunit.Thecoalwashingplantsusetheheavymediumseparationmethodfortheremovalofashtoincreasethecalorificvalue.Theminealsohasfourplasticbagging(packing)plantswithatotalcapacityof260th21.Thereserveforundergroundminingwasestimatedasy265milliontonesin2002.Therearesixdifferentproductiondivisionsintheundergroundfield.CoalproductionwasaccomplishedbytwodifferentmethodsatGLE,namely:(i)conventionallongwalls:retreatingandcavedLongwallsystem(withsteelbarsandgirders).(ii)mechanisedlongwall:fullymechanised,retreatingandcavedlongwallsystem.IntheGLETuncbilekcoalfield,therearetwooperatingproductionsites.Thefirstiscalledthe‘Tunc¸bilekMine’,whichhasbeenproducingcoalsince1940bytheconventionallongwallmethod.Thefaceis2mthickandisexcavatedbyblastinganddiggingwithapneumatichammer.Therestoftheseam(totalthicknessisy4–12m)isobtainedfromthebackofthefaceafterithascavedbehindthechainconveyor(Fig.3).Theotheroperatingundergroundmineiscalled‘O¨merler’andhasbeeninproductionsince1985usingconventionallongwallmininguntil1997whenthefaceswerefullymechanised.BothconventionalandfullymechanisedlongwallminingsystemshavebeenappliedtogetherintheO¨merlermine.ConventionallongwallproductionConventionallongwallmining(usingdrillandblast)hasbeenappliedasretreatingandbackcavinginGLEundergroundcoalproduction.Productionblocks(panels)arerestrictedto300minlengthiflargescale.Table1Chemicalanalysisofcoals13ParametersValueHumidity,%14–16Ashcontent,%0–42Volatilematter,%25–40Totalsulphur,%1.5–2.0Minimumcalorificvalue,kcalkg212000–2500Density(insitu),tm231.5Faultsexistandincreasedto800–900minlengthifpossible.Facelengthsinthisfieldarey60mandwouldtendtoberegardedasshortwalls.Productionlossesusingthismethodreach15%owingtothedifficultiesinuniformlycavingtheroofcoallayersbehindthefaceandremovingthecoalthoroughlyfromthegoafarea.Steelpropsandbarsareusedtogetherwithwoodensupportsforroofcontrolinthreelanes.Supportconcentrationis1.07propsm22inthefaces.Onestepoffaceadvance(1.25m)iscompletedinfourshiftswhicharenamedasface,demounting,backcavingandpulling.Inthe‘faceshift’theexcavationofthefaceshouldbecompleted.However,afifthshift(conveyorshift)wasaddedbetweenbackcavingandpullingshiftssincethefaceisnotexcavatedcompletelyinoneshift.Inordertocompleteasingleface