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新灵煤矿设计煤矿--毕业设计.doc

1、河南理工大学2007届本科毕业论文 (设计) 目 录 前 言 1 矿区概况及井田地质特征 1 1.1 矿区概况 1 1.2 井田地质特征 2 1.3 井田勘探程度 5 2 矿井储量、年产量及服务年限 6 2.1 井田境界 6 2.2 井田储量 6 2.3 矿井年产量及服务年限 8 3 井田开拓 10 3.1 概述 10 3.2 井田开拓 10 3.3 井筒特征 16 3.4 井底车场 19 3.5 开采顺序及采区、采煤工作面的配置 27 3.6 井巷工程量和建井工期 29 4 采煤方法 32 4.1 采煤方法的选择 32 4.2 采区巷道布置及生

2、产系统 32 4.3 采煤工艺设计 38 5 矿井运输、提升及排水 42 5.1 井下运输系统和运输方式的确定 42 5.2 矿井提升 44 5.3 矿井排水 50 6 矿井通风与安全技术措施 59 6.1 矿井通风系统的选择 59 6.2 风量机算及风量分配 61 6.3 全矿通风阻力计算 65 6.4 扇风机选型 69 6.5 矿井安全技术措施 71 7 矿山环保 76 7.1 矿山污染源概述 76 7.2 矿山污染的防治 79 结论 82 致谢 84 参考文献 85 86 1 矿区概况及井田地质特征 1.1 矿区概况 1.1.1地

3、理位置及交通情况 灵新煤矿位于宁夏回族自治区灵武市磁窑堡镇境内,井田至省府银川市50 km,西距灵武市39km。灵(武)——盐(池)公路从井田北缘穿过,井田北端距银(川)——古(窑子)——磁(窑堡)公路终点古窑子6km,矿区铁路专用支线(大坝——古窑子)全长70km,在大坝与包(头)——兰(州)铁路接轨。公路、铁路交通极为方便。(见交通位置图1-1-1) 1-1-1 交通位置图 1.1.2地形地貌 井田范围内地形起伏不大,略呈南高北低,周围高中间低之势,标高一般在海拔+1290m~+1350m之间,相对高差达百米左右。最高点为井田西南五疙瘩山,标高为+1409.6m,最低点

4、在第四勘探线西天河两侧,标高为+1282m,井田内沙丘广布,常见新月沙丘,四周多由各厚层沙体组成的高低残丘环绕,因此本地区属低缓丘陵地带。 1.1.3气象与地震 本地区属典型的大陆性半湿润半干旱气候,雨季多集中在6—9月,具有冬寒长,夏暑短,雨雪稀少,气候干燥,风大沙多,南寒北暖等特点。由于本地区平均海拔在1000米以上,所以夏季基本没有酷暑;1月平均气温在零下8oC以下,极端低温在零下22oC以下。本地区气候的最显著特征是:气温日差大,日照时间长,太阳辐射强,昼夜温差一般可达12—15oC。 本区地震烈度最大达到8度。 1.1.4电源、水源、劳动力 本矿预从上一级古110kv变电所

5、灵武矿区水电分公司管辖)6kv母线段采用两回路架空线引至灵新煤矿。 矿井用水主要分为地面用水和井下用水。地面用水主要是由西天河和一座水厂来供应。井下用水采用井下排水经处理后再返回井下。 矿区靠近人口密集的灵武市和银川市,劳动力资源比较丰富。 1.2 井田地质特征 1.2.1地层与地质构造 ①、地层 本井田地表为第四系风积沙覆盖,基岩只在局部有裸露,地层由老至新为奥陶系(O)、石炭系(C)、二叠系(P)、三叠系(T)、侏罗系(J)、白垩系(K)、第三系(R)、第四系(Q)。 ②、地质构造 矿区内地质条件简单,整体为一简单的向斜构造。磁窑堡向斜为本井田的主要构造,走向近南北

6、北窄南宽,两翼不对称。向斜轴展布于井田中部偏东,纵向为东翼陡,西翼缓,形似烟斗形,南宽北窄,在北边收敛。煤层沿走向有起伏,平均倾向104°,倾角11°~17°,平均倾角14°。井田内未发现大断层。 1.2.2煤层及煤质 ①煤层 a、煤系含煤地层 主要含煤地层为侏罗系中下统延安组(J1-2y),岩性以砂岩为主,粉砂岩和泥岩次之,该组平均厚度355.6m,,共含煤37层,编号煤层共17层,主要可采煤层为6层(二、六、十三、 十四、十五、十六号煤),平均总厚度27.65m,含煤系数7.75%。 b、主要可采煤层 主采煤层上组煤二号煤、六号煤,下组煤十三号煤、十四号煤、十五号煤、十六号

7、煤。本次设计的主要可采煤层为十五号煤层。 1、二煤:上距一煤层10—15m,厚度变化较大,8线以南煤层厚度为 8.5m—11m,一般含一层夹矸,夹矸厚度0.3—0.4m,矸石以下煤厚1m左右,8线以北煤厚3.5-8.5m,结构较复杂,一般含有2—3层含炭质粉砂质泥岩或泥岩夹矸。在4—5线附近,二煤受古河床冲刷变薄,含3—5层夹矸,矸石厚度达0.6m,煤质低劣,顶板疏松。5线以顶板北因古河床冲刷直接顶以砂岩为主,在西北、东南以细砂岩、粉砂岩为主,近中部以泥岩为主。二煤老顶细砂岩,直接顶板为粉砂岩、细砂岩, 10勘探线南有泥岩,属中等稳定顶板。底板大部分为粉砂岩、细砂岩,夹薄层泥岩,属不稳定底

8、板。 2、六煤:上距二煤一般50—60m,全井田稳定可采,结构简单,煤厚0.94—7.69m,平均2.4m,7线以北为2m以下,局部在1.6米以下,以南稍变厚,由北向南,由浅而深煤层增厚。顶板以粉砂岩为主,5—6线西缘多为中、粗砂岩;底板为中、细砂岩或粉砂岩。六号煤顶板大部分为粉砂岩,轴部附近为细砂岩,属不稳定顶板。底板大部分为粉砂岩、细砂岩,裂隙发育,属不稳定底板。 3、十三煤:上距六煤一般140m米左右,煤层厚度在7线以北厚1米,以南稍厚近1.5米,煤层结构简单,局部含一层薄夹矸。顶板在5线以北以细砂岩为主,底版为粉砂岩。 4、十四煤:上距十三煤15m左右,煤层厚度稳定,全井田可采。

9、顶板岩性5线以北以细砂岩为主, 底板为细砂岩、粉砂岩。煤层厚度2.2—2.9m靠近下部有一层夹矸,矸石以上煤厚为1.6—1.9m,轩石以下煤厚0.4—0.8m,矸石厚度为0.2—0.6m左右,煤层顶板有一层0.2—0.4m的含炭质泥岩伪顶,伪顶具较多滑面,易脱落。9线以南煤层厚度2.7m左右,不含夹矸。十四号煤顶板多为粉砂岩,属中等稳定顶板。底板一般为细砂岩、粉砂岩,泥钙质胶结,属不稳定底板。 5、十五煤:上距十四煤一般20m左右,煤层厚度稳定,全井田可采。4线以北层间距变小为6—8m。煤层在07线以北厚一般9—10m,向南略变薄,平均厚度为8.74m,结构简单,局部含1—2 层0.3m左右

10、的泥岩夹矸。顶板多以中、细砂岩为主,底板以粉砂岩为主。十五号煤层老顶多为中、粗砂岩,在局部不连续沉积一层硅质胶结中细粒砂岩,硬度f=7,厚0.1~2.0米,直接顶为泥岩,属不稳定顶板。底板一般为细砂岩、粉砂岩,属中等稳定底板。 6、十六煤:上距十五煤在5线以北07线以南一般15—20m, 5—07线之间为10m左右。顶板以粉砂岩、细砂岩为主;底板为中、细砂岩。煤厚4m左右,东北端2线附近薄0.14—0.98m,南部西翼厚4—5m,最大达7m,,东翼1—3m。该煤层结构复杂,一般具有2—4层夹矸,多为泥岩及粉砂质泥岩,变化较大,可比性差,但在6—10线范围内夹矸只有1—2层,煤厚变化不大。内含

11、夹矸一层,夹矸以上煤厚2.6m左右,矸石以下煤厚2.2m 左右。矸石厚度一般0.1—0.4m,岩性为粉砂岩。十六号煤顶板多为细砂岩、中砂岩,属坚硬顶板。底板多为粉砂岩,属中等稳定底板。 设计可采煤层特征表 表1-2-1 煤层 名称 煤层厚度(m) 倾角 (θº) 围岩性质 容重 (t/m3) 最小-最大 平均可采厚度 顶板 底板 十五煤 6.88-10.01 8.74 14 泥岩 细砂岩、 粉砂岩 1.40 ②煤质、煤种: 本井田十五号煤层属于低变质的烟煤,煤种为不粘煤 (BN),精煤挥发分在30%—37%之间,Y值为零,粘

12、结性为2。煤层烟煤灰份平均在6.5%—10.59%之间,硫分含量在0.31%-1.17%之间。原煤发热量(Q)在6200—6950卡/克之间,属于特低灰、特低硫、特低磷、较高水分的不粘结煤。但煤尘爆炸指数为33. 12%—34.3%,有煤尘爆炸危险。十五号煤层属易自燃发火煤层,发火等级为一类,最短自燃发火期23天。 1.2.3水文地质情况 ①地表水特征 西天河是区内唯一常年地表水流,发源于五疙瘩山之东麓,全长30余公里,自南向北蜿蜒纵贯井田,只旧磁窑折向西流,经西北流入黄河,河水补给水源为潜水和各生产矿井排水,以及降水形成片状渗流补给,仅在雨季山洪爆发时,才有地表水汇集补给,洪流4.43

13、66.8L/s。 ② 含水层的水文地质 本井田共有含水层三层,分别为第四系潜水含水层, 侏罗系中统直罗组砂岩含水层, 侏罗系中下统延安组含水层(分为一煤至八煤砂岩含水层组,八煤至十七煤砂岩含水层组,都属弱含水层,以及煤系底部分界线的宝塔山砂岩强含水层组)。矿井水文地质类型中等,主要水害类型有地表西天河〈洪〉水、基岩含水层水、老窑积水及采空区积水四种。矿井正常涌水量220 m3/h,最大涌水量250 m3/h。 1.3 井田勘探程度 根据《灵新煤矿井田勘探精查地质报告》,基本查清了地层、构造、煤层的对比情况,获得较为可靠的储量,满足设计的要求。井田内钻孔密度合理。本井田地质条件简单

14、15号煤层赋存稳定,结构简单,顶板易垮落,底板稳定,开采条件较好。同时煤层易自燃发火,煤尘有爆炸危险。矿井相对瓦斯量为4 m3/t,本矿井属于低瓦斯矿井。但是在勘探过程中,存在着一些误差,如井田范围内未发现断层,但对于落差小于5m的断层是否存在尚难结论,建议在下一步的工作中采用三维地震勘探,对小断层构造进行预测。 2 矿井储量、年产量及服务年限 2.1 井田境界 井田境界应根据地质构造、储量、水文、煤层赋存情况、开采技术条件、地貌等因素,进行技术分析后确定。一般以下列情况为界: ①、以大断层、褶曲、和煤层露头、老窖采空区为界; ②、以山谷、河流、铁路、较大的城镇建筑物的保护煤柱

15、为界; ③、以相邻矿井井田境界煤柱为界; ④、人为划分井田。 本矿井的井田范围是西部以煤层风化带为界,南部以12勘探线为界,北部以第五勘探线为界,深部以向斜轴为界。井田的走向长度从4.83km到5.35km,平均走向长度为5.09km;倾向长度从1.77km到3.74km,平均倾向长度为2.45km。井田面积为12.09km2。 2.2 井田储量 2.2.1矿井工业储量 矿井工业储量是勘探(精查)地质报告提供的“能利用储量”中的A、B、C三级储量之和,本井田15号煤层赋存稳定,结构简单,煤层最小厚度为6.88m,最大厚度为10.01m,平均厚度为8.74m。经计算得出全井田的地

16、质储量为152.46Mt,其中A级储量为47.73Mt,B级储量为46.8Mt,C级储量为57.93Mt。其中A、B级之和所占比例符合表2-2-1的规定。井田地质储量汇总见表2-2-2。 矿井高级储量比例 表2-2-1 地质开采条件 简单 中等 复杂 储量级别比例(%) 大型 中型 小型 大型 中型 小型 中型 小型 井田A+B级储量占总储量的比例 40 35 25 35 40 20 25 15 第一水

17、平内A+B级储量占本水平 储量的比例 70 60 40 60 50 30 40 不做具体规定 第一水平内A级储量占本水平储 量的比例 40 30 15 30 20 不做具 体规定 不要求 井田地质储量汇总表 表2-2-2 煤层 工业储量(Mt) (A+B)/(A+B+C) A B A+B C A+B+C 十五煤 47.73 46.8 94.53 57.93 152.46 符合 2.2.2矿井设计储量 矿井设计储量是矿井工业储量减去设计计算的断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱和已有的地

18、面建筑物、构筑物、需要留设的保护煤柱等永久性煤柱损失量后的储量。因本井田内没有较大的建筑物,另外目前没有发现断层,且涌水量较小,所以本井田的矿井设计储量就是用矿井工业储量减去井田境界保护煤柱。井田境界一侧留设20m宽的保护煤柱,经计算,该井田境界保护煤柱所需的储量是3.77Mt,故矿井设计储量为148.66Mt。 2.2.3矿井设计可采储量 矿井设计可采储量是用矿井设计储量减去工业场地保护煤柱、矿井井下主要巷道及上、下山保护煤柱量后乘以采区采出率的储量。各种保护煤柱损失量及可采储量见表2-2-3。矿井工业广场保护煤柱设计计算参数见表2-2-4;矿井工业广场保护煤柱留设见图2-2-1。

19、

20、

21、 矿井可采储量计算表 表2-2-3 煤层 名称 工业储量(A+B+C) (万t) 矿井设计储量(万t) 矿井可采储量(万t) 永久煤柱损失 设计 储量 设计

22、煤柱损失 可采 储量 断层煤柱 境界 煤柱 其他煤柱 工业场地煤柱 井下巷道煤柱 15 15243 0 377 0 14866 430 183 10689 工业广场保护煤柱设计参数表 表2-2-4 煤层(º) 煤厚(m) 埋深(m) Φ(º) γ(º) β(º) δ(º) 14 8.74 90 45 63 69 63 图2-2-1 矿井工业广场保护煤柱计算图 由矿井工业场地占地面积指标计算出该矿井的工业广场面积为142500m2,又由矿井工业广场保护

23、煤柱计算图计算出工业广场保护煤柱及井筒保护煤柱损失量为430万吨。 2.3 矿井年产量及服务年限 2.3.1矿井工作制度 矿井设计生产能力按年工作日330d,每天净提升时间16h,采用每日三班作业,每班工作八小时。 2.3.2矿井年产量及服务年限 矿井服务年限按下式计算: 式中:T——矿井设计服务年限,a; Zk——矿井设计可采储量,Mt; A——矿井设计生产能力,Mt/a; K——储量备用系数,K=1.3—1.4。 经计算确定,本矿井的矿井设计生产能力为1.50Mt/a,

24、全矿井的服务年限为52.78a。 3 井田开拓 3.1 概述 由于原灵新煤矿水文地质条件简单,表土层仅厚20m左右,煤层埋藏浅,所以采用斜井开拓。斜井开拓在施工技术、设备器材、地面设施、井筒装备和井底车场方面比较简单、工程量少。因而建设速度快,出煤早,投资少,并宜于开拓延深、改扩建和多水平生产。原矿井井下全部采用带式输送机运煤,从工作面到地面连续运输,有力的保证了高产高效。 影响设计矿井开拓的主要因素:井田地质和水文地质条件(特别是表土层情况);煤层赋存和开采技术条件;地形地貌和地面外部条件;技术装备和工艺系统条件;施工技术和设备条件;总体设计和矿井生产能力要求等。 3.2

25、井田开拓 3.2.1对井田开拓中若干问题分析 ①、井田内划分及开采水平数目及位置 由于本井田的倾井田南翼倾向长度较大,北翼较小,所以根据阶段要有合理的斜长和阶段垂高,将井田南翼划分为三个阶段,井田北翼划分为两个阶段,井田南翼设置两个水平,水平标高分别为+1070m、+850m;井田北翼设置一个水平,水平标高为+1070m,阶段斜长都在1000m左右,阶段垂高在250m以内,符合设计要求。由于本井田煤层倾角为14º,瓦斯含量低,涌水量小,适合采用单水平上、下山开采,在矿井生产前期,+1070m水平为整个井田I、II阶段服务,采用单水平上、下山开采。生产后期,井田南翼的+850m水平为井田南

26、翼的第III阶段服务,采用下山开采。第一水平的服务年限满足设计要求。 阶段内沿走向没有大的地质构造变化,整个井田的I、II阶段沿走向划分为四个采区;井田南翼的第III阶段为一个采区,即本井田划分为五个采区。每个采区的走向长度在2000m以上,符合设计规范。                                                     ②、井硐形式、数目及其配置 a、井硐形式的选择 灵新煤矿井田内煤层埋藏浅,表土层不厚,水文地质条件简单,井筒不需特殊施工的倾斜煤层,故采用斜井开拓(即主、副、风井都采用斜井)。斜井井筒掘进技术和施工设备比较简单,掘进速度快,地面工

27、业建筑、井筒装备、井底车场及硐室都比较简单。井田北翼的两个采区共用一个回风井,井田南翼的三个采区共用一个回风井。 b、井筒数目 主斜井提煤,副斜井辅助提升兼进风。由于井田走向长度偏长,所以本设计采用采区风井通风,11、13采区的回风井设在井田北翼的采区上部边界,12、14、22采区的回风井设在井田南翼的采区上部边界。即整个井田有两个回风井。 c、井筒位置的选择 为了使井田两翼可采储量基本平衡,走向运输大巷的运输费用最低,同时在生产中保持两翼均衡生产和采区的正常接续,将主斜井、副斜井井筒位置选择在井田走向方向的储量中央(位于钻孔0701西南方向处)。此处地面较平坦,地质构造简单,开采条件

28、较好。 ③、运输大巷和总回风巷的布置 a、运输大巷的布置 运输大巷服务于整个开采水平的煤炭和辅助运输以及通风、排水和管线敷设,服务年限很长。由于本矿井的主要运输大巷服务年限长,十五号煤层的顶板不稳定,煤层易自然发火,所以运输大巷布置在煤层底板的岩石中,距煤层的距离为30m。 b、总回风巷的布置 本设计的通风方式为采区风井通风,清洗过工作面的风经过区段回风平巷,再经过回风石门,直接从风道排出,所以本设计不布置总回风巷。 3.2.2开拓方案的提出及技术比较 方案I:斜井两水平开拓。主、副斜井井口及工业场地位于井田上部的中央位置(位于钻孔0701西南方向),工业场地地形平坦。地面标高为

29、1312m,第一水平标高为+1070m,第二水平标高为+850m。两个水平都采用斜井开拓,主、副斜井井筒从煤层顶板穿过煤层。主斜井井筒倾角为17º,副斜井井筒倾角为23º。主斜井井筒至第一水平长845m,副斜井井筒至第一水平长630m。第二水平主、副斜井的倾角均为13 º,长度为910m.在矿井建设工程前期,+1070m水平为整个井田I、II阶段服务,采用单水平上、下山开采。建设工程后期,延深主、副斜井至+850m, +850m水平为井田南翼的第III阶段服务,采用下山开采。水平运输大巷布置在煤层底板的岩石中,距煤层30m;通风方式采用采区风井通风。开拓方式示意图见图3-2-1。 图3-2

30、1 方案I开拓方式示意图 方案II:立井两水平开拓。主、副立井井口及工业场地位于井田中央位置(位于钻孔804西侧),工业场地地形平坦。地面标高为+1312m,第一水平标高为+1070m,第二水平标高为+850m。两个水平都采用立井开拓,主、副井井筒至第一水平长250m,从第一水平至第二水平的长度为208m。+1070m水平为整个井田I、II阶段服务,采用单水平上、下山开采。建设工程后期,延深主、副井至+850m, +850m水平为井田南翼的第III阶段服务,采用下山开采。水平运输大巷布置在煤层底板的岩石中,距煤层30m;通风方式采用采区风井通风。开拓方式示意图见图3-2-2。 图3

31、2-2 方案II开拓方式示意图 方案III:立井三水平上山开拓。主、副立井井口及工业场地位于井田中央位置(位于钻孔804西侧),工业场地地形平坦。地面标高为+1312m,第一水平标高为+1070m,第二水平标高为+850m第三水平标高为+600m。三个水平都采用立井开拓,主、副井井筒至第一水平长250m,从第一水平至第二水平的长度为208m,从第二水平至第三水平的长度为245m。三个水平都采用上山开采。水平运输大巷布置在煤层底板的岩石中,距煤层30m;通风方式采用采区风井通风。开拓方式示意图见图3-2-3。 图3-2-3 方案III 开拓方式示意图 从以上的开拓方式示意图对

32、方案II与方案III进行比较,这两个方案的在技术上均是可行性方案。但是方案III比方案II要多开井筒(245×2m)、井底车场(19800m3+11790m3),运输石门(1911m)、运输大巷(2300m),并相应地增加了井筒、石门及运输大巷的提升、运输、排水与通风费用。所以在方案II与方案III中选择方案II。 本井田煤层倾角为14º,瓦斯含量低,涌水量小,适宜采用上、下山开采。方案I与方案II均为第一水平采用单水平上、下山开采,第二水平采用下山开采,而且生产系统简单、可靠。虽然说方案I与方案II相比,在施工技术、设备器材、地面设施、井筒装备和井底车场都比较简单、工程量少,但是斜井的井筒

33、长,维护费用高,各种管线敷设长度大,通风阻力大,人员进出井和材料设备等辅助运输时间长,增加了不少费用。所以方案I与方案II要通过经济比较才能确定出最优方案。 3.2.3方案的经济比较 由于方案I与方案II在第一、二水平内的准备方式和采煤方法都完全相同,对不同的开拓方案进行比较时,一些相同的部分可以不进行比较,于是我们在对方案I和方案II两个方案进行比较时,可以只将两个方案中有差别的基建工程量、基建费用、生产经营费用及费用汇总表分别计算汇总于表3-2-1、表3-2-2、表3-2-3、表3-2-4。通过费用汇总表3-2-5在经济上来比较两方案的优越。 方案工程量计

34、算表 表3-2-1 方案 项目 方案I 方案II 工程量 /m 工程量 /m 初 期 主井井筒 845 250 副井井筒 630 250 石 门  —— —— 井底车场 1000 1600 后期 主井井筒 910 208 副井井筒 910 208 石 门 —— 928 井底车场 1000 1600 基本建设费用表 表3-2-2 时期 方案 项目 方案I 方案II 工程量/ m 单价/ 元m-1 费用/ 万

35、元 工程量/ m 单价/ 元m-1 费用/ 万元 初 期 主井井筒 845 4798 405.43 250 11004 275.1 副井井筒 630 4318 272.03 250 11004 275.1 井底车场 1000 2543 254.3 1500 2543 381.45 主石门 —— —— —— —— —— —— 后期小计 931.76 931.65 后 期 主井井筒 910 4798 436.61 208 11004 228.88 副井井筒 910 4318 392.93 20

36、8 11004 228.88 井底车场 1000 2543 254.3 1500 2543 381.45 主石门 —— —— —— 928 2543 235.99 后期小计 1083.84 1220.66 总计 2015.6 2152.31 ] 方案I生产经营费用表 表3-2-3 工程项目名称 费用(万元) 提升 一水平:1.2ⅹ8769.56ⅹ0.845ⅹ0.48=4268.32 二水平:1.2ⅹ2

37、074.44ⅹ0.7ⅹ0.48=836.41 排水 一水平:220ⅹ24ⅹ365ⅹ43.28ⅹ0.112ⅹ10-4=934.18 二水平:220ⅹ24ⅹ365ⅹ10.24ⅹ0.112ⅹ10-4=221.02 合计 6259.93 方案II生产经营费用表 表3-2-4 工程项目名称 费用(万元) 提升 一水平:1.2ⅹ8769.56ⅹ0.25ⅹ1.32=3472.74 二水平:1.2ⅹ2074.44ⅹ0.208ⅹ1.32=683.47 石门运输 二水平:1.2ⅹ2074.44ⅹ0.93ⅹ0.381=882.04

38、排水 一水平:220ⅹ24ⅹ365ⅹ43.28ⅹ0.152ⅹ10-4=1267.82 二水平:220ⅹ24ⅹ365ⅹ10.24ⅹ0.152ⅹ10-4=299.96 合计 6606.03 费用汇总表 表3-2-5 方案 项目 方案I 方案II 费用/万元 费用/万元 基建工程费 2015.6 2152.31 生产经营费 6259.93 6606.03 总费用 8275.53 8758.34 百分率 100% 105.8% 3.2.4确定方案 综上比较可知方案II的

39、总费用超过了方案I的5.8%,故决定采用方案I。即斜井两水平开拓。第一水平位于+1070m,采用单水平上、下山开采;第二水平位于+850m,采用下山开采。第一水平主斜井井筒倾角为17º,副斜井井筒倾角为23º。主斜井井口至第一水平长845m,副斜井井口至第一水平长630m,第二水平主、副斜井倾角均为13 º,长度均为910m。整个井田划分为五个采区,井田南翼有三个采区(12、14、22采区),井田北翼有两个采区(11、13采区)。水平运输大巷布置在煤层底板的岩石中,距煤层30m。风井为斜井,井田北翼的两个采区共用一个回风井,井田南翼的三个采区共用一个回风井。通风方式采用采区风井通风。 3

40、3 井筒特征 确定了开拓方式后,还应对主要井筒(包括主、副、风井)的横断面布置形式、井筒装备、井筒断面尺寸、井筒支护材料等特征进行说明。 3.3.1主井 主井主要用于提升原煤,采用钢绳芯带式输送机,胶带宽度B=1200㎜,主井内设检修道,使用浇灌混凝土整体固定道床,混凝土厚度D=200㎜,井筒采用混凝土支护,井壁厚度为300㎜。人行道设于井筒中间,宽度为C=950㎜。设计井筒宽为B=4500㎜。主井井筒断面图见图3-3-1。主斜井筒主要参数见井筒特征表3-3-1。 3.3.2副井 副井主要负担矿井的运料、排矸、运送人员、进风等;井筒长度为630m;采用串车提升,副斜井的布置形式为双

41、轨布置,轨距为600㎜,使用浇灌混凝土整体固定道床,混凝土厚度D=150㎜,井筒采用混凝土支护,井壁厚度为400㎜。选用一吨固定式矿车运输,巷道运输设备最大宽度A1取1200㎜,非人行侧宽度a=1050㎜,设计井筒宽为B=4800。副井井筒断面图见图3-3-2,井筒主要参数见井筒特征表3-3-1。 3.3.3风井 风井主要用于回风,兼行人。本矿井采用采区通风方式,首采区的回风及回风石门长度为120m,风井倾角为30º。井筒主要参数见井筒特征表3-3-1。 图3-3-1 主斜井井筒断面图 图3-3-2 副斜井井筒断面图

42、 井筒特征表 表3-3-1 井筒名称 主井 副井 风井 井口坐标 X(m) 4215091 4214925 4216060 Y(m) 36380517 36380596 36380688 Z(m) +1313 +1310 +1312 用途 运煤 升降人员、下放物 料、排矸以及进风 回风 提升设备 SDJ-150 胶带输送机 1.0t矿车 —— 井筒倾角( ゜) 17 23 30 断面形状 圆拱形 圆拱形 圆拱形 支护方式

43、混凝土 混凝土 混凝土 井筒壁厚(m) 300 400 300 提升方位角( ゜) 296 296 286 井筒深度(m) 845 630 33 断面积 净(m2) 16.5 12.5 11.6 掘(m2) 23.7 17.6 16.6 3.4 井底车场 井底车场是连接矿井主要提升井和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称。它联系着井筒提升和井下运输两大生产环节,担负提煤、提矸石、下物料、通风、排水、供电和升降人员等各项工作任务。它是井下运输的总枢纽。 3.4.1设计基本参数 主井采用胶带输送机运煤,副井采用串车作为辅助提升。井下主要运

44、输大巷采用3t底卸式矿车运煤,双机10t架线式电机车牵引。辅助运输及矸石运输采用1t固定式矿车,矸石量占矿井产量的10%,矸石由副井提升。掘进煤量占矿井产量的10%,到翻机车硐室翻入井底煤仓由主井提升。 3.4.2确定井底车场形式 灵新煤矿属于大型矿井,井筒与运输大巷距离较近,大巷采用底卸式矿车运输,故选用折返式车场。井底车场线路布置示意图见图3-4-1。 图3-4-1 井底车场线路布置示意图 ①、井底车场调车方式 井底车场设专用机车调车。当电机车牵引重列车驶进调车线后,电机车摘钩,驶向空车线牵引空车。 ②、井底车场各线路长度确定 主、副井空重车线长度应符合《设计规范》规定

45、主井空、重车线长度应能够容纳1.5~2列车,副井进、出车线长度,应能够容纳1~1.5列车。材料车线应能够容纳10个以上材料车到一列车。 L=m×n×L1+L3+L2 式中: L—车线有效长度,m; m—列车数,列; n—每列矿车数,辆; L1—每辆矿车长,m; L2—电机车长,m; L3—电机车制动距离,一般为12~15m; 主井空重车线确定 L=2×20×3.45+15+4.5=157.5m 取L=158m; 副井空重车线确定 L=1.5×26×2.0+12+2.7=92.7m 取L=93m; ③、轨道道岔 本设计采用用轨型为30㎏/m,轨距为600m

46、m,主井系统选用6号、5号道岔;材料、矸石线选用4号、3号道岔。 a、单开道岔非平行线路连接 已知:单开道岔ZDK630-6-25,ɑ=9°27′44″,a=4972mm,b=5128mm,R=25000mm,β=30°。 求m、n、H、T、K、M、f。(示意图见图3-4-2) 代入公式,经计算得出: T=7168mm,m=14846mm,M=25503mm,H=6779mm,n=9063mm,f=5903mm 图 图3-4-2

47、 b、单开道岔平行线路连接 已知:单开道岔ZDK630—5-15,ɑ=11° 18′36″, a=3967mm,b=4333mm,R=15000mm,s=1600mm。 求B、n、m、T、c、L。(示意图见图3-4-3) 代入公式,经计算得出: B=8022mm,m=8180mm,T=1482mm, 图3-4-3

48、 n=6698mm,c=3846mm,L=11804mm c、对称道岔连接计算 已知:DC630-3-9,a=2300mm,b=2852mm,ɑ=18°26′06″,R=9000mm, S=1800mm。 求B、n、m、T、b1、c、L。(示意图见图3-4-4) 代入公式,经计算得出: B=4918mm,m=4982mm,T=727mm,n=4255mm ,b1=2890mm,c=1365mm,L=8009mm 图3-4-4

49、 ④ 井底车场通过能力计算 a、区段划分 根据区段划分的原则,井底车场区段划分如下: 图3-4-5 井底车场区段划分示意图 b、调度图表的编制 3t吨底卸式矿车运行时间表 表3-4-1 区段 运行状况 运行距离(m) 运行速度(m/s) 运行时间(s) Ⅰ 1-2 102 1.5 68 Ⅱ 2-3 308.8 1.5 206 III 3-4 102 1.5 68 Ⅳ 4-5 469.6 2.5 189 V 2-6 182.3 2 91 c、井底车场通过能力 由以编

50、制的井底车场调度图表,可以计算出列车进入井底车场的平均间隔时间。从调度图表看出,运行总时间为:23min 计算井底车场的通过能力A: 式中: A——井底车场的通过能力,吨/年; ——每一调度循环进入井底车场的所有列车净载煤量,206t; 1.15——运输不均系数; T——每一调度循环时间,23min。 由此:A=196.26万t 因为196.26/150=1.31,即井底车场的备用通过能力为131%,故该井底车场线路平面布置符合通过能力要求。 3.4.3井底

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