201*年采矿工程系毕业设计工作总结
201*年采矿工程系毕业设计工作总结
201*年作为采矿工程系龙头专业的采矿工程,迎来了第二批本科毕业生,毕业设计工作是从201*-201*第一学期开始进行的。在09-10第二学期,进行本学期毕业设计题目的申报,教师填写《毕业设计课题申请表》,系里组织教研组进行评审,按照学校有关毕业设计管理规定选题的要求,课题质量有一定的提高,课题数量虽然一组一题,但是各位指导老师严格要求每组每人设计内容不能重复,因此课题重复率满足学校的要求。系里制定的《毕业设计工作指导书》,对10届毕业设计工作进行了统一布署,各专业制定了毕业设计工作计划。本次毕业设计,我们首次通过实习让学生细心观察矿下的盘区布置和设备配套,使学生们在脑中有了自己的想法,再次通过听矿上技术员的讲课来对一些疑问进行解答,最后让学生们自己收集矿上的资料,来为自己的选题做准备。实习结束以后,老师通过教研组的研究和与学生们的讨论,定下所选课题。
学生选题结束,并进行了学生和教师的毕业设计的动员以及毕业设计安排。在本学期从实习结束以后本专业陆续开始毕业设计,矿井设计持续8周,加上答辩时间,于201*年6月底结束。
201*届我系有采矿本科毕业学生30名,参加毕业设计指导工作的教师4名,其中副教授3名,讲师1名,每位教师指导人数不超过10人;在3个设计题目中,95%为中等以上难度;99%为中等以上设计份量题目。在本届采矿本科毕业设计过程中,我系继续加强了毕业设计过程的管理,注重设计过程的监管力度,对各个环节严格把关,对学生的上机、论文以及答辩都进行了周密的安排,尤其是对学生论文严格要求,首先要求指导教师把关,之后由系组织教师审阅,不合格者不允许参加答辩。经过全系师生的共同努力,圆满地完成本届毕业设计的任务。下面从几个方面做以总结:
一、关于选题
客观地说,采矿工程专业毕业设计选题数目要想达到每人一题,不重复实在是很难。今年,仅仅选择了三个题目,因为采矿专业设计都是通过在所实习的矿上收集一些资料,然后再进行选题设计,一个矿的井田大小毕竟是有限的,因此难免就选题数目少了,出现了十个人一个题目;再加上现在学生都是电子绘图,难免有一些学生偷懒拷贝其他同学的设计。此次毕业设计题目,系里组织采矿教研组进行了评审,工作做得基本到位,对一些不适合的题目进行了筛选。
毕业设计选题需要我们平时的积累,教师要多搞科研,探索新问题,尤其应多考虑采矿与机电的配合问题。要做好充分的准备,对题目的设计要求要有一定的高度,对设计任务要有充分的论证,院系评审时,要严格把关,从题目的性质、内容、难度、工作量等方面综合考虑。
二、设计过程
设计过程是毕业设计的一个实质阶段,我们对教师、学生都提出了要求。分别召开了教师、学生动员大会,强调毕业设计的重要性。尤其今年我们更注重设计的过程,为了保证学生有充分上机绘图的时间,为学生申请了专门机房。但从实际情况看,学生真正很好利用的很少,一方面,绝大部分学生自己有电脑,不来机房上机;另一方面,一部分学生不能抓紧时间。按照学校要求,学院制定了毕业设计工作指导书,从题目申报到题目落实,都有一定的计划要求和安排,并在每周都进行了检查。关于设计过程,从两方面做以总结。
1.教师方面
整个毕业设计过程中,绝大多数教师能按学校和院里的要求,尽职尽责,很多教师基本能够每周至少指导学生一次,有的教师每周一次召集学生在一起,进行集中指导讲授,有的教师通过电话与学生沟通交流。也有个别教师对学生听之任之,指导不到位,以至于毕业设计都快结束了,还未见学生踪影。这方面还需监管。
2.学生方面
总体水平较以往学生都差,优秀者甚少。整个设计过程中,有些学生,能够踏踏实实,对设计从不懂到最后设计出完整的矿井系统,最终取得了很好的成绩。有相当大部分学生,没有把精力放在设计上,出去上网、睡觉,精力主要放在玩上,对于毕业设计的任务,仍采用与以往相同的几种对策应付,一是集中一段时间完成;一是依靠他人完成,这样的学生不乏少数;或者找现成的改动一下,现在关于电子绘图,一方面提高了我们的绘图效率,另一方面也为学生投机取巧创造了方便的条件;这样的毕业设计,肯定没有好的效果。
学生中存在的问题主要体现在以下几个方面:一是现场经验积累少,这一点体现的更明显,本届学生在一些问题的处理上往往不能想到现场所需要的,不能很好的把理论和实际相结合。学生的设计情况,反映出我们教学过程中存在的一些问题,那就是如何真正加强学生理论和实际相结合的能力。
二是自学习能力差,教师提供了一些参考书,学生能自己学习,弄懂弄通,达到灵活运用的很少;学生理解能力差,很多规范看不明白。
三是依赖心强,缺少自主学习能力,学生总想借助老师或其他同学的能力,完成自己的任务,他不认为毕业设计是对自己的一种能力的锻炼,反映出学生对待毕业设计的态度是不端正的。
四是不能正确对待毕业设计,只是应付,而把精力用在玩的方面。三、设计图纸和答辩
这是毕业设计的最后两个环节。1.关于设计图纸
我系在图纸把关上,严格管理,首先要求指导教师认真审阅,要求各系组织教师评阅,不合格者不允许参加答辩。经过几年的努力,设计图纸的质量从格式规范,到设计水平都有很大的提高。
2.关于答辩
这是毕业设计的最后一个环节,我们对学生进行了答辩审核,一些不符合学校要求的学生,决不允许参加答辩。系里组织组织了2个答辩组,每个小组至少由5名以上教师组成,每一小组有一个记录员,对每一个学生的答辩情况进行记录,答辩记录比较详细,最后推选出校级优秀毕业设计学生3名。从学生答辩的情况来看,学生的表达能力一般,这也与其所完成的情况有关。总的来看,在答辩过程中,我们做到了严格把关,使得学生也认识到了毕业设计的重要性。
本学期的毕业设计结束了,留下许多需要思考的问题。无论是从选题上,还是从指导教师的选配,以及过程管理上都需要进一步的加强;对于学生来说,学生的学习能力、应用能力以及学习态度都需要加强和提高,这不是毕业设计这一个阶段就能够解决的,需要学生四年甚至更长时间的努力才能做到。另外,系里应该制定相应的政策,改变观念,以适应新形式,使采矿系管理有章可循,使教师工作踏实,使学生能够安心学习。
采矿工程系201*-6-25
扩展阅读:采矿工程毕业设计
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前言
采矿工程专业毕业设计是四年大学学习的终结考核,也是这四年学习生活的一次深刻的总结。在学校教学环节安排下,通过认识实习、生产实习、毕业实习已较为全面的了解了矿井的各个生产系统,使所学的专业知识得到了实践,以此为基础进行的毕业设计,是一次由工科学生向工程技术人员转变的考验,更是一次作为工科学生是否具备工程技术人员基本素质的考察。所以设计期间,严格执行教学大纲要求,以严谨的态度力求使设计合理、完善。
本设计是四川煤矿地质资料为基础,根据指导老师的具体要求进行设计的。矿井自然地质条件简单,主采3#煤层,平均厚度4.5m,属厚煤层。煤层自燃性发火倾向Ⅳ级,为不易自燃煤层,煤尘不具有爆炸危险性,矿井瓦斯含量高,相对瓦斯涌出量为13.29m3/td,为高沼气矿井,矿井涌水量较大,正常涌水量158.4m3/h,最大涌水量395.1m3/h。井田内小断层较为发育煤层产状较为复杂,煤层局部起伏较大,在一定程度上给开采设计带来了困难。
通过毕业实习现场考察学习,在收集的资料基础上,按照毕业设计大纲和设计任务要求,广泛参考煤矿矿井开采设计的有关书籍、资料和网络信息,依据《煤矿设计规范》、《煤矿安全规程》等在原则上指导煤矿矿井初步设计的有关规定和煤矿工业设备选型的要求,对四川大黑山煤矿三号井进行了矿井初步设计。
设计中所采用的矿井开拓方式、准备方式以及回采工艺经过方案比较和验算符合自然地质条件限制,满足设计要求。所选用工业设备与矿井设计生产能力及矿井自然地质条件相匹配,能够顺利达产,满足技术上最优、经济上最省的设计原则。
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中文摘要
本设计是对四川大黑山煤矿三号井3#煤层所作的矿井初步设计。大黑山煤矿三号井自然地质条件简单,3#煤层平均厚度4.5m,属厚煤层,煤层赋存稳定,埋藏浅,地质构造简单,储量丰富。矿井瓦斯涌出量大,属高沼气矿井,煤尘不具有爆炸危险性,煤层无自然发火倾向,矿井涌水量较大。本次设计主要对矿井开拓方式、准备方式和采煤方法进行了初步设计,对矿井运输、提升、通风、排水等生产系统进行了描述和设备选型计算。设计中采用立井一水平上下山开拓,二水平暗斜井延深,盘区式准备,布置一个综采大采高走向长壁工作面,一个工作面满足150万t/a的生产要求。设计时根据现有经济技术条件,尽可能采用先进的开采技术和设备,严格执行《煤矿安全规程》、《煤炭工业矿井设计规范》中的相关规定。
关键词:矿井初步设计立井开拓暗斜井延深盘区开采综采大采高工艺
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目录
前言............................................11井田概况及井田地质特征...........................1
1.1井田概况...........................................11.2井田地质特征.......................................22矿井储量、年产量及服务年限........................6
2.1井田境界...........................................62.2井田储量...........................................72.3矿井年产量及服务年限...............................103井田开拓.......................................12
3.1概述..............................................123.2井田开拓..........................................123.3井筒特征..........................................193.4井底车场..........................................223.5开采顺序及采区、采煤工作面的配置....................274准备方式.......................................30
4.1概述..............................................304.2准备方式..........................................304.3综采工艺设计......................................335矿井运输、提升及排水............................37
5.1矿井运输..........................................375.2矿井提升..........................................445.3矿井排水..........................................53
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6矿井通风与安全技术..............................59
6.1矿井通风系统......................................596.2风量计算及风量分配.................................616.3全矿通风阻力计算...................................656.4扇风机选型........................................676.5矿井安全技术措施...................................71后记............................................77致谢.........................................78参考文献......................................79附录三附图......................................80
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1井田概况及井田地质特征
1.1井田概况1.1.1交通位置
大黑山煤矿三号井地理坐标为北纬35°34′11″35°39′50″,东经112°36′06″112°43′49″。
1.1.2地形地势
本井田地形为低山丘陵区,沟谷发育。中部高,东、西部低,最高点标高为1146.5m,最低标高为691.3m,相对高差为455.2m。1.1.3气象及地震
此城市属暖温带大陆性气候。四季分明,温暖宜人,日照充足,无霜期长。据城市气象站资料,年平均气温11℃,极端最低气温-22.8℃(1956年1月21日),极端最高气温38.6℃(1967年6月4日)。雨季为7、8、9三个月,平均年降水量622.7mm,最小295.9mm(1965年),最大1010.4mm(1956年)。平均年蒸发量1783mm。
根据《中国地震烈度区划图(1990)》划分:本井田属地震烈度区Ⅵ度区;根据《中国地震参数区划图》(GB18306-201*),本区所属地震动峰值加速度分区为0。
1.1.4水源和电源
大黑山煤矿三号井没有可作为供水水地表水,所以该矿井供水水源取用地下水,根据矿井的水文地质资料,中奥陶马家沟组石灰岩是较好的供水水源,可作为矿井建设时期和生产时期的生产生活用水。
该矿工业场地附近有一座已运行的史村河35千伏变电站,变压器容量2×3200千伏安,电压等级为35/10千伏,主要供周围农业和地方用电。在东沟镇附近有一座220千伏变电站,变压器容量为2×120兆伏安,电压等级为220/110/10千伏。从东沟220千伏安变电站引两回110千伏架空线路至成庄工业广场110千伏变电站
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作为成庄煤矿二号井的永久电源,线路长12公里左右。可在史村河35千伏变电站增设变压器作为大黑山煤矿三号井初期施工电源。1.2井田地质特征1.2.1井田地层
本井田由东向西、岩层从老到新。现分述如下:一、奥陶系中统下马家沟组(O2x)
以中厚层状石灰岩为主,下部夹泥质灰岩和含石膏的泥质角砾状灰岩,中下部岩溶发育,呈蜂窝状小溶洞相互连通,一般可见1~3层,洞内可见黄褐色沉淀物。本组岩溶发育,含水丰富,是矿区水源的重要取水层段。本组厚度约为178.32m。
二、奥陶系中统上马家沟组(O2s)
以浅灰~深灰色致密性脆的厚层状石灰岩为主,次为泥质灰岩,具方解石细脉。本组厚177.04m~254.13m,平均207.96m,富水性弱于下马家沟组。
三、奥陶系中统峰峰组(O2f)
以深灰色坚硬致密的厚层状石灰岩及角砾状灰岩为主,砾石成分较复杂。在个别钻孔中见到顶部具薄层状黄铁矿,为本溪组沉积物。本组厚42.79m~86.13m,平均68.38m。
1.2.2煤层及其顶底板特征
1、含煤性
井田内主要含煤地层为二叠系下统山西组和石炭系上统太原组,总厚度116.97m~185.15m,平均厚度141.81m,含煤11层,煤层总厚度14.23m,含煤系数10%,其中本次计算资源储量和蕴藏量的煤层有3层,总厚度11.33m。
2、主要可采煤层
井田内主要可采煤层为3#煤层,该煤层位于山西组下部,沉积稳定,上距K8砂岩34.80m左右,下距K7砂岩顶面6.12m左右,下距9号煤层44.82m左右。厚4.40m~4.68m,平均4.5m。煤层倾角平均6°。详见表1-1可采煤层特征表。
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表1-1主要标志层情况一览表
地层单位P1x地层单位K8岩石名称细、中粒砂岩煤细粒砂岩煤石灰岩石灰岩煤石灰岩石灰岩煤细粒砂岩厚度1.30~33.007.304.40~4.684.50.35~14.093.980~1.370.781.00~4.482.350~0.900.490.15~0.600.40.20~6.192.807.10~14.139.850.615K10.4~0.70.60~5.433.309.76层间距(m)34.8岩性特征深灰色,细~中粒长石石英杂砂岩3P1sK75K5K上49C3tK3厚度大且稳定6.121.648.3321.580.00厚度小且较稳定19.486.65灰深灰色,厚层状,致密坚硬、性脆,偶夹燧石条带,产动物化石,沉积稳定深灰色,厚层状,致密坚硬,块状,性脆,含丰富的动物化石,厚度大且稳定厚度小且较稳定灰灰白色,细粒砂岩,硅质胶结深灰色,薄层状,细粒砂岩,具波状层理厚度小且不稳定深灰色,致密坚硬,含星散状黄铁矿及腕足类化石,沉积稳定深灰色,含泥质较多,沉积不稳定K2表1-2可采煤层特征表四川师范大学大学201*届进修毕业设计
1.2.5煤质
根据煤岩和煤化学特征,井田内各煤层均属中等变质的无烟煤,按—中国煤炭分类国家标准‖(GB5751-86)划分煤类,并经统计,3号煤层中无烟煤三号和无烟煤二号各占一半。
1、煤岩特征和机械性能
总的来讲,3号煤以光亮型煤为主,半亮型煤次之,颜色呈黑色,条痕为黑色,似金属光泽,致密坚硬,具贝壳状或阶梯状断口,不染手,节理裂隙较发育,且常被方解石或黄铁矿脉充填。煤的视(相对)密度介于1.43~1.46g/cm3之间。由于煤本身致密坚硬,加之煤层结构简单,宏观煤岩类型为均一状结构,块状构造,再加上井田内构造简单,煤层受挤压、剪切力小,所以3号煤层成块率高。
2、煤的化学组成及其特征
3#煤产品质地优良,性能稳定,为热稳定性好,发热量大,机械强度大、低灰、特低硫、特低挥发份、固定碳含量高、化学活性高、灰熔点高、产块率高的无烟煤。详见表1-3煤的工业分析表
表1-3煤的工业分析表煤层名称3#煤牌号无烟煤水分灰份挥发分含磷含硫发热量M(%)A(%)V(%)P(%)S(%)Q(J/g)0.56~10.69~6.50~0.014~0.29~32.12~2.9022.909.630.420.6935.761.6215.207.800.077050.4434.911.2.6其他开采条件
1、瓦斯
矿井瓦斯相对、绝对涌出量分别为13.29m3/t.,145.97m3/min。,属高瓦斯矿井
2、煤尘与自燃
据地质报告和大黑山煤矿三号煤层测试数据,3号煤层无爆炸危险性;虽然煤尘无爆炸性,但是,煤尘是井下生产环节中一种极其有害的物质,它在一定条件下会引起燃烧,爆炸,甚至危害生产人员的健康,因此在煤矿生产中必须高度重视煤尘的防治。
据大黑山煤矿三号煤层测试成果,自燃性发火倾向Ⅳ级,为不易自燃煤层。
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但由于9号和15号煤层为高硫煤,煤堆可能会起火燃烧,因此注意减少地面堆煤量及堆积时间。
3、地压
大黑山煤矿三号煤层最大埋深532.83m(310号钻孔),一般埋深300m左右,在井田东部有3号和9号煤层露头出现,在井田东部边界外附近有15号煤层露头出现,15号煤层上距3号煤层84m左右,最大埋深616.20m(310号钻孔),且3、9、15号煤层均有坚硬的老顶或直接顶,因而,该矿矿山压力不会很大,给选择支护创造了有利的条件。
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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、开拓方式及地貌、地物等因素,进行技术分析后确定。一般井田境界划分的原则有如下几条:
一、按自然境界划分
1、按地质构造因素划分:利用煤田地质构造作为划分井田的自然境界,即利用大断层、褶曲轴线、岩浆岩侵入带、古河床冲刷带等地质构造划分井田。
2、按煤层赋存形态划分:为了有利矿井生产管理、巷道布置和减少采煤方法的多样性,常将产状不同的煤层区域划分为不同井田。
3、按煤层组与储量分布情况划分:根据煤层组(煤层)与储量分布情况划分井田,在煤层生产能力高、储量多且集中的区域多划分建设大型、特大型矿井;在煤层生产能力低、储量少且分散的区域,一般多划分建设中小型矿井。以相邻矿井井田境界煤柱为界;
4、按煤种、煤质分布规律划分:在煤种、煤质变化比较大的矿区。为了保证煤种、煤质和减少同一矿井煤种的种类,减少因分采分运与加工而造成的生产系统与设施的复杂性,可利用煤种、煤质的分界线作为井田划分的境界。
5、按地形地物界线划分:当地面有河流、铁路、城镇等需要留设保安煤柱时,应尽量利用此类保安煤柱线作为井田境界,以降低煤炭损失,减少开采技术困难。
二、按人为境界划分
1、按水平标高(煤层底板等高线划分):沿煤层倾角划分井田,常以煤层底板等高线(单煤层)或水平标高(煤层群)划分。
2、按地质钻孔连线划分:地质钻孔连线划分,可用在煤层倾斜方向或走向方向上,应用时注意为井田开采创造较好的开采条件。
3、按经纬线划分:以经纬线划分井田,可用在煤层走向上和煤层倾向上,是常用的人为境界划分方法。
4、按勘探线划分:以煤田地质勘探中某地质勘探线作为井田划分的人为境界。根据以上原则以及本矿井的实际情况,确定本设计井田范围为:
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北:以纬线3945000为界;南:以寺和煤矿井田边界为界;东:以经线516750为界;西:以经线513250为界。
由于本井田地质构造较简单,煤层赋存稳定,埋藏浅。受断层的影响小。本设计按井田的勘探程度拟将成庄井田划分六个块段,分别记为A块、B块、C块、D块、E块、F块。
井田面积总面积为五个块段之和,故井田总面积S=SA+SB+SC+SD+SE+SF
SF=4.251+5.892+4.787+3.069+2.870+2.684=23.553km2。
注:计算面积使用的是AutoCAD201*的面积计算程序。所计算得的面积为投影水平面积,除以煤层倾角的余弦值,换算成井田的面积。2.2井田储量2.2.1矿井工业储量
矿井工业储量是勘探地质报告中提供的—年利用储量‖中的A、B、C、三级储量之和,其中高级储量A、B级之和所占比例应符合规定。对于地质开采条件简单的大型矿井,井田内A+B级储量占总储量的比例为40%;第一水平内A+B级储量占本水平储量的比例为70%;第一水平内A级储量占本水平储量的比例为40%。
利用地质块段法和算术平均法计算本设计矿井工业储量。计算说明:
参与计算的煤层为3#煤层。
井田内钻探工程基本线距,对A级储量,要求线距为750~1000mB级储量要求为1500~201*m,C级为3000~4000m。储量计算结果详见表2-1。
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表2-13#煤层储量计算表块段编号M1-AM2-AM3-AM4-BM5-BM6-C块段平面煤层厚煤层倾角积(m2)度(m)(°)4080812.54.7865657788.14.564596512.74.5862946811.44.4262755997.04.562576720.14.436保有工业储量(万t)2945.743844.853179.171966.951872.881723.82备注矿井工业储量Q=9969.76+3839.83+1723.82=15533.41万t2.2.2矿井设计储量
矿井工业储量减去设计计算的断层保护煤柱、井田边界保护煤柱和已有的地面建筑物、构筑物需要留设的保护煤柱等永久煤柱损失量后的储量。计算公式如下:
矿井设计储量=工业储量-永久煤柱损失
永久煤柱包括:井田境界、断层、铁路桥、村庄保护煤柱;永久煤柱的留设:1、断层保护煤柱
本井田内断层少,且落差很小,对开采设计不造成影响。故不留设断层保护煤柱。
2、井田边界保护煤柱的留设
井田边界保护煤柱均留设20m。总的损失煤量为:Q边=412129.08×4.5×1.45=2689142.2t=268.9万t故矿井设计储量=工业储量-永久煤柱损失=15533.41-(0+268.9)=15264.51万t2.2.3矿井设计可采储量
矿井设计储量减去工业场地保护煤柱、井下主要巷道及上、下山保护煤柱后乘以采区回采率即为矿井设计可采储量。矿井设计可采储量计算公式如下:
矿井设计可采储量=(矿井设计储量-保护煤柱损失)×采区回采率
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保护煤柱为:工业场地、风井场地、主要巷道及上、下山保护煤柱。1、井筒及工业场地保护煤柱留设
按规范规定,年产1.5Mt/a的大型矿井,工业场地占地面积指标为1公顷/10万吨。
故可算得工业场地的总占地面积:S=1×15=15公顷=1.5×105m2
可知工业场地占地150000m2,设其沿倾向长边为500m,走向短边为300m。
根据建筑物级别围护带宽取20m。又得知矿区安全系数k=250,故安全深度Hδ=M×k=4.5×250=1125m(式中M为采高)。由井筒深小于安全深度可知,立井井筒和工业场地只需留一个总的安全煤柱。
煤层倾角а=5°,煤层埋藏深度Ho=476m,松散层厚h=13m,3#煤层平均厚度分别为4.5m。矿区δ=72°,β=69°,γ=72°,松散层移动角φ=45°。
根据垂直剖面法计算工业广场保护煤柱,计算见图2-2-1所示.经计算,梯形ABCD的面积即为3#煤层保护煤柱压煤面积,则:SABCD=(560+614)×805/2=472535m2则保护煤柱压煤量为:
Q=S×M×γ/cos12°=472535×4.5×1.45/cos6°=308.33万t式中:S保护煤柱面积,m2;M煤层厚度,m;γ煤层容重,t/m3。α煤层倾角,°。详见图2-1垂直剖面法留设保护煤柱2、矿井井下主要巷道及上下山保护煤柱留设
根据本设计开拓方案知,主要运输大巷为岩巷留30m保护煤柱,上下山各巷道间距留设30m、两侧各留设30m保护煤柱。
Q巷=11376.55×100×1.45×4.5=742.32万t
矿井设计可采储量=(15533.41-268.9-3088.33-742.32)×75%=106.6039Mt矿井储量汇总见表2-2。
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2045°2045°45°202045°°6972°7272°°
图2-1垂直剖面法留设保护煤柱
表2-2矿井储量汇总表矿井设计储量煤层名称工业储量(万t)煤柱损失断层3#合计15533.4115533.4100境界设计储量工业场地308.33308.33矿井可采储量设计煤柱损失井下巷道742.32742.32回采率75%75%可采储量(万t)10660.3910660.39268.915264.51268.915264.512.3矿井年产量及服务年限2.3.1矿井工作制度
矿井设计年工作日为330d,每天3班作业,其中2班生产,1班准备。每天净提升时间为16h。2.3.2矿井设计生产能力
矿井生产能力主要根据矿井地质条件、煤层赋存情况、处理、开采条件、设备供应以及国家需煤等因素确定。
参考《煤矿设计手册》各类井型井田的特征,初步确定矿井设计生产能力为
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1.5Mt/a。
2.3.3矿井服务年限
矿井服务年限按下式计算:T=Z/KA
式中:T矿井服务年限,aZ矿井可采储量,MtA矿井生产能力,Mt/aK储量备用系数,取1.4.则T=106.6039/(1.4×1.5)=50.76a>50a
按矿井设计规范规定,井型为1.5Mt/a的新建矿井服务年限不得小于50年。经计算后的矿井服务年限为50.76年,满足设计规范规定的服务年限。
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3井田开拓
3.1概述
3.11影响设计矿井开拓的主要因素分析
由于大黑山煤矿三号井煤层赋存稳定,埋藏浅,地质条件简单,储量丰富,开采技术条件好等多方面的有利条件,建设一对大型矿井是完全有可能的,由于井田范围内煤层产状较为复杂,煤层局部起伏较大,在提开拓方案时可考虑将成庄矿二号井井田划分成三个小井田,建设三对矿井,则每对矿井走向长度短,除中部小井外,两翼小井位于储量级别不高的块段,尚需补充勘探,影响建井速度,地面摊子多,占地多,管理分散,效率较底,而建设一对大型矿井与三对小井相比,无论是吨煤投资,出煤时间,万吨掘进率,资金返本期及生产管理等技术经济效果,都显示出是先进合理的。因此,设计不再搞分散建井方案。3.2井田开拓3.2.1开采地质条件
根据地质报告及设计题目要求知,该井田主采煤层为3#煤层,煤层倾角平均为5°,平均厚度4.5m,煤层赋存稳定。井田范围断层少,且落差小,对矿井开拓影响不大;矿井涌水量不大,正常涌水量158.4m3/h,最大涌水量395.1m3/h;相对瓦斯涌出量13.29m3/h,绝对瓦斯涌出量145.97m3/min,为高瓦斯矿井。井田走向6.85Km,倾向3.5Km。
3.2.2井筒形式、数目、位置及开采水平的确定
1、井田内划分及开采水平数目及标高:
根据煤层赋存状况,煤层倾角平均5°,属近水平煤层。可将井田直接划分为盘区,分两个水平开采,盘区内划分为若干个区段,每个区段布置一个采煤工作面。采煤工作面沿煤层走向推进,采用单一走向长壁后退式综合机械化采煤法采煤,全部跨落法管理顶板。鉴于成庄井田地质条件,回采工作面走向长度不受规
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定限制。
水平标高的确定:
为了有利于整个矿井的开拓布置和首采工作面的投产,减少岩石工程量,减少初期投资,缩短建井工期,设计第一水平标高为+544m,第二水平标高为+490。
2、井筒形式、数目及位置的确定(1)井筒形式的选择
该井田内可采煤层埋藏浅,后期开采深度在+620~+470m,煤层倾角平缓,为3~6°左右。第一水平决定采用立井上山开拓方式。这样井筒短,提升速度快,提升能力大,投资回收期短。
(2)井筒数目
采用立井开拓时,一般只开凿一对提升井筒(主、副井),风井的个数应根据安全生产、通风需要和一井多用的原则合理确定。本矿井为高瓦斯矿井,煤层赋存较浅,设计采用一对主、副井提升,盘区边界风井回风的开拓方式。
(3)井筒位置的选择
井筒位置的选择应首先满足第一水平的开采、缩短贯通距离,减少井巷工程量。在一般情况下,井筒位置应选择在井田中央或最小货载运点上。选择井筒位置既要力求做到对井下开采有利,又要注意使地面合理布置,还要有利于井筒的开掘和维护。
3、主要运输大巷和总回风大巷的布置及与煤层间的联系方式(1)开采水平大巷的布置
由于该矿煤层倾角小,井底车场距离煤层近,可直接沿煤层走向方向布置运输大巷。
(2)开采水平大巷位置的选择
本设计拟将开采水平大巷布置在煤层底板坚硬岩层中,岩石大巷的优点如下:在距煤层一定距离的岩层中掘进,基本上可保证取直且保持一定方向,巷道弯曲小,有利干运输。巷道维护条件好,煤柱损失量小,安全条件好3.2.3开拓方案比较
(一)方案的提出及说明
由于该矿为高瓦斯矿井,不适合采用下山开拓。所以本设计在开拓方案比较
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中直接将下山开拓方案舍弃。根据以上论述和现有的生产开采及设备水平,提出以下四种技术上可行的方案。详见图3-1、3-2、3-3、3-4。
方案说明:
根据井田煤层赋存条件,各方案均将井田划分为两个水平两个阶段,阶段内划分区段即工作面。矿井采用两翼对角式通风方式,矿井投产初期北风井位于Ⅰ盘区边界。各方案不同之处:
方案一:立井一水平上山式立井延深二水平上山式开拓。
主、副井均为立井的单一开拓方式,第一水平标高+544m,井筒落底后直接做运输大巷沿运输大巷做盘区上山;第二水平立井筒延深至+440m水平标高,做上山式开拓。
方案二:立井一水平上下山式暗斜井延深二水平上下山式开拓。
该方案第一水平立井开拓,第二水平暗斜井延深。第一水平标高+544m,井筒落底后直接做运输大巷沿运输大巷做盘区上山,在+613m处增设一个辅助水平采用上下山开拓;第二水平以第一水平运输大巷做暗斜井延深至+490m水平标高作上下山式开拓。
方案三:主斜井、副立井一水平上下山式暗斜井延深二水平上下山式开拓。该方案第一水平主斜井、副立井上下山式开拓,主斜井落底于+544m水平,根据地质条件及设计规范,确定主斜井倾角为16°,在+613m处增设一个辅助水平作上下山开拓;副立井同前。第二水平采用暗斜井延深至+490m水平作上下山式开拓。
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图3-1方案一:立井一水平上山式立井延深二水平上山式开拓
图3-2方案二:立井一水平上下山式暗斜井延深二水平上下山式开拓
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图3-3方案三:主斜井、副立井一水平上下山式暗斜井延深二水平上下山式开拓
图3-4方案四:立井一水平上山式暗立井延深二水平上下山式开拓
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方案四:立井一水平上山式暗立井延深二水平上下山式开拓。
该方案第一水平立井开拓,第二水平暗立井延深。第一水平标高+544m,井筒落底后直接做运输大巷沿运输大巷做盘区上山;第二水平以至第一水平运输大巷作暗立井延深至+490m水平标高作上下式开拓。
(二)技术比较
方案一与方案二相比,方案一的生产系统较为简单,但井巷工程量大,运输距离长,且立井延深后需另作一井底车场,增加了生产系统的复杂性,井巷维护费用以及开拓费用相对很大;方案二作暗斜井延深,第二水平充分利用第一水平的井底车场,减少了井巷工程量,且暗斜井可铺设皮带运输机作主运输,减少主立井的提升高度,有利于煤流的连续性。且方案二考虑到矿井南翼煤层起伏较大需增设辅助水平,虽然该矿井属高瓦斯矿井,不适合做下山开采,但通过增加相应的安全技术措施和提高管理水平等手段是可以克服上述不利因素的。所以方案二优于方案一。
方案三与方案二相比,方案三采用主斜井开拓,井巷工程量大,煤炭运输较方案二连续且运输能力大,对投产盘区煤炭运输较优越,但对后期开采的深部煤层,其运输距离过长,显然不如方案二整体布局合理。故方案二整体上优于方案三。
方案四与方案二相比,在二水平延深时方案四暗立井延深井巷工程量较暗斜井大,且需另作一个井底车场。而方案二作暗斜井延深则可以减少井巷工程量;且暗立井延深对二水平的煤炭运输不连续,需经一次较大的转载,增加了煤炭运输的复杂性。
经以上技术比较分析,在盘区布置相同的情况下,方案二在技术上明显优于方案一、方案四,所以方案一、方案四不参与经济比较。方案二虽较方案三在整体布局上合理,对整个矿井开采照顾周全,但仍需作经济比较,确定是否采用之。
(三)经济比较
对技术比较后保留方案进行经济比较,计算各方案不同项目的经济费用,包括基本建设费、生产经营费。建井工程量、生产经营工程量、基建费用和生产经营费用,详见表3-1、3-2、3-3、3-4。在经济比较时,作以下几点说明:
两方案所有水平布置、阶段上下山、采区内部划分及巷道布置均相同,故采区内的运输、排水、通风及巷道维护费用相同,不做比较;
大巷运输对整个矿井而言,井巷工程量相同,不同为参考一、二水平的煤炭
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资源储量,作运费和生产经营管理费用比较;
立井、大巷、石门的辅助费用均按运费的20%进行计算;
4、各费用单价参考《煤炭井巷工程辅助费用综合预算定额》和《煤炭井巷工程综合预算定额》。
表3-1基建工程量单位:m
项目主井井筒副井筒运输大巷井底车场合计
方案二前期481476+5297810504990后期95009500前期1593476+529787865818方案三后期95009500表3-2生产经营工程量项目方案二运输提升/万tkm大巷运输前期1.2×2040.75×1.489=2850.5后期井筒提升井筒维护/(万ma)1.2×8619.64×4.750=12039.91.2×10660.39×0.481=6153.21.2×481×50.76×10-4=2.9方案三1.2×2040.75×1.489=2850.51.2×8619.64×4.750=12039.91.2×10660.39×1.593=20378.41.2×1593×50.76×10-4=9.7
表3-3基建费用表方案项目主井井筒初期运输大巷后期运输大巷井底车场合计
工程量/10m48.1297.8950105方案二方案三费用/万元430.91559.481784.4426.23200.99单价/费用/工程量/单价/元10m-1万元10m元10m-173395353.031592710118783559.4297.818783187831784.49501878340592426.2105405923123.03表3-4生产经营费方案二方案三项目工程量/单价/费用/万工程量/单价/费用/万万tkm元(tkm)-1元万tkm元(tkm)-1元大巷运输前期2850.50.3921117.42850.50.3921117.4后期12039.90.3924719.6412039.90.3924719.64
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井筒提升井筒维护合计6153.22.91.320.438122.2220378.41.2513960.519.70.550.3711028.123.5916868.83表3-5费用汇总表项目基建工程费生产经营费总费用
方案二费用/万元3123.0213960.5117083.53百分率/%100100100方案三费用/万元3200.9916868.83201*9.82百分率/%102.5120.8117.5(四)综合比较
从费用汇总表来看,方案二在基建工程费用和生产经营费用都较方案三优越,且方案二在技术上更合理可行,所以认为方案二优越。
综上所述,决定采用方案二。即立井一水平上下山式加暗斜井二水平上下山式开拓。矿井为两个水平,第一水平位于+544m,第二水平位于+490m。第一水平为上下山式布置,一个阶段为两个盘区,首采盘区为北翼Ⅰ盘区为一个上山盘区,北翼Ⅱ盘区煤层起伏较大开采时可在+613m标高作一个辅助水平作上下山开拓。回风井位于个盘区边界。详见附图一井田开拓方式平面图。3.3井筒特征3.3.1井筒断面尺寸
井筒断面的确定依据
主要根据提升容器的种类、数量及外形尺寸,井筒装备的类型、规格、最小允许间隙,井筒的用途、管路、电缆、梯子间的平面尺寸等确定。
本设计矿井年量为1.5Mt/a,选立井井筒装备如表3-6所示3.3.2井筒装备
主井:主井负责提煤。井筒装备一对16t箕斗,刚性罐道。
副井:主要用于矿井升降人员、设备、材料及提升矸石等,并兼作通风、排水。井筒内装备一对1t双层四车罐笼,布置排水、压风、洒水、电缆等管线和梯子间,刚性罐道。
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表3-6立井井筒装备表
矿井生产能力主井副井风井1.5Mt/a两套16t箕斗带一对1t双层四车罐平衡锤笼、梯子间、管子间梯子间3.3.3井筒断面确定
根据井筒断面确定原则,确定井筒净直径如下:主井井筒:6.5m;副井井筒:6.5m;风井井筒:5.0m。3.3.4风速校核
V=Q/MS≤Vmax
式中:V通过井筒的风速,m/s;Q通过井筒的风量,m3/s;S井筒的净断面积,m2;
M井筒的有效断面系数,圆形井为0.8;
Vmax《安全规程》规定的允许最大风速。矿井风量可初步按瓦斯相对涌出量计算:
Q=0.0926qTK
式中:T矿井设计日产量,4545t;q瓦斯相对涌出量,13.29m3/t;K备用系数,可取1.15;
Q=0.0926×13.29×4545×1.15=6432.32m3/min=107.21m3/sV=Q/MS=107.32/(0.8×19.625)=6.84m/s<8m/s
经验算,所选井筒直径能够满足规程规定,符合要求。详见井筒断面图图3-5、图3-6、图3-7。
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3.3.5井壁的支护材料及井壁厚度
根据井壁厚度经验数据选择井壁的支护材料为混凝土支护,井壁厚度主井为400mm,副井为400mm,风井为300mm,充填混凝土均为50mm。3.3.6井筒深度
主井深481m,副井深481m。风井深411m。井筒深度除自井口至开采水平的井筒长度外,还需要加井窝的深度。
井窝深度:箕斗井为水平上装载,平台下不设井底水窝,副井在装载水平以下另开凿5m的井底水窝。详见表3-7。
表3-7井筒特征表
井筒名称井口坐标X(m)Y(m)Z(m)主井3941833515507+1025副井3941833515455+1020北风井3943457517732+1044用途提升设备井筒倾角(°)断面形状支护方式井壁厚度(mm)提升方位角(°)井筒深度净(m2)断面积掘(m2)提煤JDS-16箕斗90圆形混凝土400270°48133.1843.01升降人员,下放物料、回风设备以及进风、排水1t双层四车罐笼90圆形混凝土40090°48133.1843.0190圆形混凝土30041119.6325.52四川师范大学201*届进修毕业设计
3.4井底车场3.4.1概述
设计依据:
1、设计矿井基本概况:矿井设计生产能力为1.5Mt/a,年工作日330天,日提升时间16小时,矸石系数为20%。
2、主井采用JDS-16t箕斗,副井采用一对1t双层四车罐笼提升。3、大巷运输设备的型号及外形尺寸
初选后大巷运输设备的型号及外形尺寸见表3-8。
表3-8设备型号及外形尺寸表运输设备运送载体运输方式型号(长×宽×高)mm煤材料矸石设备人员牵引电车
带式输送机3t材料车1t固定矿车3t平板车人车蓄电池电机车STD-1000/2×75YLC1(6)MG1.2-6AMP3-6BPR18-6/4XK8-6/140KBT3000×1200×1201*000×880×11503450×1320×4804460×1320×15204500×1192×160011005929101750外形尺寸质量kg设计要求:
井底车场富裕通过能力,一般大于矿井设计生产能力的30%。设计井底车场时,应考虑增产的可能性。
尽可能地提高井底车场的机械化水平,简化调车作业。应考虑主、副井筒之间的施工时短路贯通。
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3.4.5大巷断面及支护形式
1、巷道断面的设计
巷道断面设计主要包括:巷道断面形状的选择、巷道支护方式及巷道断面尺寸确定等内容。
(1)巷道断面形状选择
井底车场巷道服务年限长,要求将井底车场巷道布置在稳定的岩层中,因此,一般井底车场巷道采用半圆拱形断面。
(2)巷道支护方式
井底车场巷道一般多采用喷射混凝土支护。(3)主石门巷道断面尺寸的确定
巷道断面的尺寸要符合《煤矿安全规程》规定:巷道净断面,必须满足行人、运输、通风、设备安装、检修和施工的需要。因此,巷道断面尺寸主要取决于巷道的用途;存放或通过它的机械、器材或运输设备的数量与规格;人行道宽度与各种安全间隙以及通过巷道的风量等。本设计主井由于采用皮带运输,所以井底车场主要巷道为副井空、重车线和调车线。巷道断面如下所示:
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3000201*0022601700880130010008801560201*1150201*700201*000640047004900图3-12副井双轨调车线巷道断面
201*201*11700201*0004400150201*7003900图3-13上仓皮带巷巷道断面
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2700201*40088017001560201*100011503000201*400201*0004200
图3-14单轨重车线巷道断面
2、巷道断面及支护形式
矿井主要巷道有:副井井底车场、轨道大巷、运输大巷、总回风巷、采区轨道上山、采区运输上山、采区回风上山、区段运输巷、区段回风巷。井底车场、运输大巷、轨道大巷、运输上山、轨道上山及工作面巷道断面均按通过设备最大尺寸和通风行人的安全尺寸设计。水泵房、变电所、水仓、管子道采用料石砌成,主井井底车场及副井大巷,石门轨道运输大巷、石门皮带运输大巷采用锚喷支护,其余均采用工字钢支护。具体设计如下:
1)井底车场:副井井底车场布置在煤层底板+544m水平岩层中,半圆拱形结构,巷道内敷设600mm双轨道,采用混凝土棚子支护,其它采用单轨布置。双轨巷道断面尺寸见巷道断面图3-12。主井装载硐室布置在副井井底车场水平,半圆拱形结构,皮带运输巷巷道内敷设带宽1400mm的皮带,采用混凝土棚子支护,巷道断面尺寸见巷道断面图3-。
2)运输大巷、轨道大巷:轨道大巷内敷设600mm道轨,1t固定式矿车运输,运输大巷内敷设B=1400mm皮带,均采用混凝土锚喷支护。
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3)盘区巷道:沿煤层布置,运输设备如前述,工字钢支护。
4)区段巷道:沿煤层布置,运输巷敷设胶带输送机,回风巷敷设轨道,工作面配备刮板运输机,工字钢支护。3.4.6井底车场硐室
1、主井系统硐室(1)煤仓
井下煤仓上接上仓皮带巷,下连箕斗装载硐室。通常为一条较宽的倾斜巷道,其中分成两个隔间,一个用以存煤,另一个为人行通道。近年来,也有些矿井采用了垂直式煤仓。本设计煤仓为垂直式。
(2)箕斗装载硐室
其内安设箕斗装载设备,将煤仓之煤按定量装入箕斗。本硐室上接煤仓,并与立井井简直接相连,本设计主井箕斗提升,箕斗装载硐室设计位于副井井底车场水平。
(3)主井清理撤煤硐室及平巷
箕斗装载时,部分煤炭撤落到井底,为了清理需设置专门的硐室和清理巷道,由于本设计主井为水平上装载,装载水平位于井底车场标高,清理巷道为平巷。
2、副井系统硐室
(1)中央水泵房及中央变电所:
这两个硐室通常联合布置在副井附近,由中央水泵房引出的排水管经管子道直接通往副井井筒,从井简引入的电线也由此进入中央变电所。水泵房及变电所各有一条通道与井底车场巷道相连,水泵房及变电所之间设有防火铁门。
(2)水仓
它由两条独立的巷道织成,其入口应尽量选择在井底车场巷道标高的最低点。为便于水仓的清理,在水仓内铺设轨道并在其入口处设置清仓小绞车。水仓的末端经吸水小井与水泵房相连。水仓容量应根据矿井正常涌水量计算确定。主要水仓的有效容积应能容纳8小时的正常涌水量。
(3)等候室在副井井筒附近应设置等候室,作为工人候跟休息的场所。等候室多和工具房相邻,以便于工人领取工具。
3、其他硐室
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其他硐室主要有:调度室、等候室、工具室、信号硐室,机修硐室,消防材料库等。
各硐室的具体位置见附图三井底车场平面图。3.5开采顺序及采区、采煤工作面的配置3.5.1开采顺序
《安全规程》规定:突出矿井、高瓦斯矿井、低瓦斯矿井高瓦斯区域的采煤工作面,不得采用前进式采煤方法。3.5.2保证年产量的同采采区数和工作面数
1、保证年产量的同采盘区数
盘区的生产能力应根据地质条件、煤层生产能力、机械化程度和采区内工作面接替关系等因素确定。
本设计矿井为一个盘区一个工作面生产,集中生产实现高产高效。2、矿井达到产量时工作面个数
(1)确定达到设计产量时工作面总线长:B=Ax/(∑MrLK3)
式中:B采煤工作面总线长,m;
A矿井设计年产量,t/a;X回采出煤率,取0.9;∑M同采煤层总厚度,m;R煤层容重,t/m3;K3工作面回采率,93%;L年推进度,L=330.n.I.Φ;其中:330矿井年工作日,天;
n日循环数,个;I循环进度,m;
Φ正规循环系数,Φ=0.8~1
L=300.n.I.Φ=330×8×0.625×0.9=1485m
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计算年推进度L应符合《设计规范》有关规定,厚度大于3.2m一次采全高的煤层年推进度不应小于1000m。
故B=Ax/(∑MrLK3)
=1.5×106×0.9/(4.5×1.45×1458×0.93)=152.59m
(2)确定同采工作面个数N=Bn/l(取整数)
式中:N同采工作面数,个;
B工作面总线长,m;n同采煤层数;l回采工作面长度,m;
N=152.59×1/170=0.89取整数为1
故同采工作面为1个。3、采区工作面配置
采区内同采工作面数目应根据煤层赋存情况,所确定的回采工艺等因素确定,同时应符合合理的开采顺序,保证安全生产提高工作面单产为原则。采区内同时生产的综采工作面宜为一个面,不应超过两个面。本设计一个面即满足要求。
4、矿井投产初期年产量的验算
根据所配置同采工作面的具体条件,验算投产初期矿井年产量,验算公式如下:
nAnmi1iIiLiiKi
式中:An矿井同采工作面产量总和,Mt;mi第i号工作面采高,m;Li第i号工作面年推进度,m;Ii第i号工作面长,m;
γi第i号工作面煤的容重,t/m3;n同采工作面数,个;Ki回采工作面采出率;AN=4.5×170×1485×1.45×0.93
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=1.53Mt
计算结果加上全矿掘进煤之和大于矿井设计年产量A,但不超过1.15A。由A=1.53+10%×1.53=1.683Mt,故满足设计要求。
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4准备方式
4.1概述
4.1.1影响准备方式选择的因素
1、煤层的赋存状况,如倾角、厚度、层数、煤的硬度等;2、矿井涌水量;3、矿井瓦斯等级;4、煤层顶底板的岩性;5、现有的开采技术条件。4.2准备方式4.2.1采区概况
本设计矿井开采3#煤层,煤层赋存条件简单,首采盘区为北翼Ⅰ盘区,走向长3.25km,倾斜长1.32km,各边界均为人为边界,盘区内地质条件简单,煤层倾角平均5°。顶板为粉砂岩及泥岩底板为泥岩及中砾砂岩。地质储量28.2Mt。4.2.2盘区准备方式
1、盘区生产能力及服务年限(1)盘区生产能力
在一定条件下,盘区生产能力应有合理的限度。影响盘区生产能力的因素主要有:地质条件、技术装备、采区储量。根据矿井煤层走向,设计沿走向方向布置长壁采煤工作面。盘区内采用双翼布置。一个工作面的生产能力即为盘区的生产能力。
AB=ΣA=1.5Mt
式中:AB盘区生产能力,t/a;A单位工作面的产量,t/a
(2)盘区服务年限
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P=Z可/K×AB=28.2×0.75/1.4×1.5=10.07a式中:P盘区服务年限,a;Z可盘区内的可采储量,MtK备用系数,1.3~1.5,本设计取1.42、区段斜长及区段数目
根据Ⅰ盘区的特点、工作面长度的要求以及工作面回采巷道采用无煤柱护巷,确定北Ⅰ盘区分为7个区段。区段斜长170m。
盘区上山布置(1)盘区上山的位置
根据本矿井煤层属单一厚煤层及矿井上山布置的一般经验,盘区运输上山轨道上山均布置在煤层底板岩石中,盘区回风上山布置在煤层中。
(2)上山数目
本设计矿井为高瓦斯矿井,根据《煤矿安全规程》要求,布置三条上山,一条轨道上山,一条运输上山,一条回风上山。
其相对位置如图4-1。
回风上山轨道上山运输上山图4-1采区上山相互位置关系示意图
3、区段平巷的布置方式、断面及支护形式
区段平巷为单巷布置,为减少区段煤柱损失,本设计采用沿空掘巷跳采的方式。工作面运输巷、回风巷均为梯形断面,均采用工字钢支护。
4、各种联络巷道的布置方式、倾角、断面及支护形式
盘区轨道上山、回风上山与区段巷道之间可通过盘区车场进行联系。并且根据矿井的实际情况在需要的地方设置联络巷,联络巷为梯形断面,均采用工字钢支护。
5、盘区内同采工作面的个数及位置
根据工作面的生产能力和矿井同采工作面的验算,首采盘区(Ⅰ盘区)内布
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置一个工作面即可满足要求。
6、盘区车场(1)盘区上部车场
由于煤层较厚,单一布置,上部车场选用逆向平车场。平面图如下:
回风上山轨道上山图4-2盘区上部车场
(2)盘区中部车场
盘区中部车场一般选用甩车场,又设计盘区倾向长度较小,中部车场主要负担采区辅助运输任务。本设计采用甩入平巷式中部车场。详见图4-3盘区中部车场
回风上山轨道上山运输上山图4-3盘区中部车场
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(3)盘区下部车场
由于盘区下部车场与轨道运输大巷相连,是运输大巷与轨道上山的中间转载环节,本设计煤层为近水平煤层适合采用底板绕道下部车场。布置形式较为简单。
7、盘区硐室
盘区硐室主要包括盘区绞车房和盘区变电所。盘区绞车房位于盘区上部,负责采区进料、排矸等运输任务。盘区变电所位于采区中央,轨道上山和回风上山之间,负责向采区全部用电设备供电。硐室和联络巷均采用锚喷支护,断面形状为半圆拱形。
上山绞车房布置在煤层底板岩石中,断面为半圆拱形,采用不可燃性材料支护。
4.3综采工艺设计
在确定采煤方法及回采工艺的类型的基础上,对首采采区首采工作面的回采工艺进行设计,回采工艺设计包括机械设备选型、确定作业方式、确定支护和采空区处理方法、编制循环图表及工作面技术经济指标表等。4.3.1生产技术条件
矿井首先投产的是Ⅰ盘区的1101工作面,工作面有关技术参数有:工作面长度170m,采区一翼长1570m,倾角5°,平均采高4.5m,截深0.625m;地质条件稳定。上下顺槽均采用梯形巷道,工字钢棚子支护。4.3.2综采设备配套
1、—三机‖配套
MXA300/45(无链)型采煤机,BY3201*3/47型大采高支架和SGZ-764/264型刮板输送机。
2、顺槽内主要设备及其布置
SZB-730/75型转载机,PEM1000×650Ⅲ型破碎机,SSJ1000/125型可伸缩带式输送机,XRB-110/320型乳化液泵,X10RX型乳液箱及PB-320/6.3型喷雾泵。采区机械布置见附图四。
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4.3.3回采工艺及作业方式
1、落煤方式:MXA300/45型双滚筒采煤机,单向割煤,前滚筒割顶煤,后滚筒割底煤。单向割煤增加采煤机空刀返程的速度,割煤牵引速度为8m/min,空刀返程速度15m/min。单向割煤比双向割煤产量大,工效高,空刀返回可将工作面底板割平割直,以利于快速推移刮板运输机,同时,还可以最大限度的清理工作面浮煤。
2、采煤机进刀方式:设计采用端头斜切进刀,割三角煤,与拉架顶溜顺序进行。
3、装煤方式:利用机组滚筒螺旋桨叶片和运输机铲板将煤自行装入输送机。4、运煤方式:工作面利用SGZ-764/264型刮板输送机运煤。
5、顶板支护:工作面采用BY3201*3/47型液压支架支护顶板,并及时支护煤壁。
6、作业方式:采用三班作业,两采一准,正规循环作业。
回采顺序为:割煤、移架、推溜。分段追机,在册人数150人。劳动组织表和正规循环作业图如下:
表4-1劳动组织表序号123456789101112131415工种支架机组司机移溜工泵站司机电工溜子司机机组检修支架检修泵站检修电检修端头工溜子检修破煤工修护工记录员班次一班933111911二班933111911三班55896302合计186622255891842305四川师范大学201*届进修毕业设计
16171819202122
班时面长/m170123一4567891011二1213141516171819三2021222324送饭工送料工班长井下保管材料员办事员队长合计111133111133181431184365631515012080400图例移支架采煤机割煤移运输机设备检修图4-4综采工作面循环作业图
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121078921AA3114756AA10131----采煤机4----破碎机7----调度绞车10----煤电钻2----刮板机5----转载机8----乳化液泵3----液压支架6----顺槽输送机9----喷雾泵11----下端头支架12----上端头支架图4-5综采工作面图
4.3.4工作面主要经济技术指标
表4-2主要技术经济指标表
序号1234567891011指标平均走向长度平均采高工作面斜长煤层容重可采储量正规循环率采煤机截深每刀产量日循环个数日进度日产量单位mmmt/m3万t%mt个mt指标值15404.51701.45170.82900.625693854992四川师范大学201*届进修毕业设计
121314151617月进度月产量回采工效日出勤人数生产班出勤人数工作面可采期m万tt/工人人月15014.97101506611.4
5矿井运输、提升及排水
5.1矿井运输
5.1.1设计原则和原始资料
1、设计原则
设计需考虑设计矿井的运输量、运距、装载点数量分布与位置的变化,以适应巷道布置、装载特点、运行组织、安全生产和各种运输对象的特殊性。为矿井提高运输效率、机械化程度及增产留有余地。
2、原始资料
矿井设计年生产能力为1.5Mt/a。北翼运输大巷长1489m。矿井为高瓦斯矿井,年工作日330d,两采一准,工作面日生产能力4545t。
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5.1.2运输方式和运输系统的确定
1、运输方式
煤自工作面落下由刮板运输机送入区段运输平巷,区段运输平巷、盘区运输上山、运输大巷均采用皮带运输机连续运输。掘进出煤、矸石以及材料、设备、人员等辅助运输由轨道运输。大巷采用8t蓄电池机车牵引。
2、运输系统
(1)主运煤:采煤工作面→区段运输平巷→盘区运输上山→运输大巷→上仓皮带巷→井底煤仓→箕斗装载硐室→主井→地面
(2)掘进出煤:煤巷掘进工作面→盘区中部车场→盘区轨道上山→轨道大巷→副井井底车场→罐笼→副井→地面
(3)矸石:岩巷掘进工作面→盘区中部车场→盘区轨道上山→轨道大巷→副井井底车场→罐笼→副井→地面
(4)材料、设备:地面→副井→罐笼→井底车场→轨道大巷→盘区轨道上山→盘区上部车场→区段回风平巷→工作面
(5)人员:地面→副井→井底车场→轨道大巷→盘区上山→盘区中部车场→区段运输平巷→工作面
5.1.3运输大巷、轨道大巷运输设备的选择计算
本矿井设计生产能力为1.5Mt/a,,煤层倾角平均5°,煤层赋存相对稳定。采区内双翼布置,单工作面生产。矿井走向长度6.85km。皮带运输大巷采用B=1000mm皮带运输,配备DX-4型皮带运输机;轨道运输大巷采用XK8-6/140kBt型蓄电池式电机车,配备MG1.2-6A型1t固定式矿车,辅助运输设备可选MP3-9B型3t平板车、YLC(6)型3t材料车、PR18-6/4型人车。
一)大巷带式输送机的选型计算
带式输送机是一种连续运输方式的运输设备,它具有生产能力大、安全可靠,操作简便、维修工作量小、自动化程度高等优点。
根据现行的设备生产技术,结合设计矿井的生产需求,本设计拟选用DX型系列钢绳芯带式输送机,其优点为:
○1胶带强度高,输送机单机长度较长,使用于大巷运输,可省去普通带式输送机的多点搭接头硐室。
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○2胶带伸缩量小,仅为普通胶带的1/3,可节省尾部拉紧硐室的工程量。○3胶带成槽性能好,可以增大物料横截面,提高运输量。○4抗冲击性能及抗弯曲疲劳性能好,使用寿命长。二)运输能力和带宽的计算运输能力按下式计算:
QQi0.5K37K1K2Qimax,t/h,其中:
Q大巷带式运输机高峰小时运输量,t/h
∑Qi回采工作面高峰小时生产能力总和,t/h,取900t/h7矿井井下每班有效生产时间,hK1回采工作面设备利用系数,取K1=0.4K2工作面同时生产系数,取K2=1K3掘进煤量系数,取K3=10%
0.5采区煤仓容量为上(下)山运输机0.5h的运量,即0.5Qimax,t/h。
则,Q900输送带宽度计算:
BQKvC771.44001.12.50.920.970.89m
0.50.1710.4900771.4t/h。
式中:B胶带宽度,m;K断面系数,取K=400;γ物料散密度,t/m3;
C倾角系数,取0.92;ξ速度系数,取0.97。
故根据以上计算,选择带宽B=1000mm的带式输送机。三)蓄电池式电机车的选型计算1、列车中矿车数的计算
(1)电机车在最大运距上,一个往返周期内所做的功A(FzFk)Lm
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式中:A往返周期内所做的功,MJ;Fz重列车牵引力,KN;Fk空列车牵引力,KN;Lm最大运输距离,Km。
设计电机车在轨道大巷内运行,在等阻坡度条件下,空列车牵引力和重列车牵引力相等,即Fk=Fz
Fk+Fz=2Fz=2(P+Qz)(wy-id)g
式中:P电机车质量,t,取8t;Qz重车组质量,t;
wy重列车运行阻力系数,取0.0070;id等阻坡度,‰,取2‰;g重力加速度,g=9.8m/s2。(2)蓄电池组在一个往返周期内输出的能量
A"a(FzFk)Lm3.6
式中:A′蓄电池在一个往返周期内输出的能量,KWh;α调车电能消耗系数,1.15;
η从牵引电动机到蓄电池组的总效率,取η=0.7。(3)一台机车在一个班内的电能消耗
A′bLmgm23.6(PQz)(wyid)
式中:m一台机车在一个班内往返次数;
A′b一台机车在一个班内的电能消耗,kWh。(4)蓄电池的放电容量
式中:W蓄电池组的放电容量,Ah,400Ah;U蓄电池组的平均放电电压,V,132V。(5)重车组总质量
按在一个班内一台机车的电能消耗A′b必须与蓄电池组放电容量Ab相等,即A′b=Ab,求得Qz为:
AbWU1000四川师范大学201*届进修毕业设计
Qz3.62gWUPLmm(wzid)10003.629.84001320.71.151.98(0.0070.002)100077.67t
根据确定的重车组质量,确定矿车台数:Z=Qz/(G+G0)=77.67/(1+0.592)=48辆。式中:G、G0分别为矿车的载重与自重,t
由于在井底车场行车路线计算设计时取一列车为25辆矿车,故列车组选型25辆,满足要求。
四)电机车台数的计算
确定电机车台数时,应考虑全矿井(或水平)投产初期和达到设计产量时不同的条件因数。按初期所需台数购置电机车,按达产时所需要的台数选择供电设备。
1、电机车往返一次所需要的时间T=T1+θ
式中T电机车往返一次所需总时间,min;T1列车往返一次运行时间,min;θ调车及停车时间,min,取30min。
T12L600.75v21.4600.7512.418.1min
式中:L平均运输距离,取1.4Km;
V机车平均速度,Km/h,取机车长时速度,12.4Km/h。2、每台电机车每班可能运输次数
式中:Tb电机车每班工作小时数,取4h。3、每班货运需要的列车数
m1k1k2Abnq1.350.22273251.31518.6m60TbT60445.55.3,取19
式中:m1每班货运需要的列车数;K1运输不平衡系数,取1.35;
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K2矸石系数,取20%;
Ab矿井(水平)每班产量,2273t;n列车中的矿车数,25辆;q矿车装载质量,1.315t。4、每班运人所需列车数
《煤矿安全规程》第三百五十八条规定:距离超过1.5Km的主要运输平巷,上下班时必须采用机械运送人员。本设计轨道大巷长1.4Km,为减轻工人劳动强度,实现高产高效考虑使用机车牵引平巷人车接送人员上下班。矿井每班每翼用电机车牵引平巷人车运人按一次考虑。本设计为单翼开采,则运人列车数为一次(m2=1);
5、矿井(水平)所需电机车总台数
N1.25m1m2m1.251915.34.7,取5
式中:1.25备用和检修电机车占工作电机车台数的系数。5.1.4矿车和电机车的型号和数量
表5-1矿车技术特征表名称1t固定式矿车3t材料车3t平板车人车型号MG1.2-6AYLC1(6)容积m31.1名义载重t13.03.0最大载重t5.55.5表5-2电机车技术特征表蓄电外形尺寸制动蓄电池组名称型号池电粘量t轨距(长×宽×方式型号mm压V高)mmXK8-6/4500×1192DG-400蓄电池
42轨距mm600600600600外形尺寸(长×质量kg宽×高)mm201*×880×11505923450×1320×1201*450×1320×4804460×1320×15201*009101750MP3-6BPR18-6/四川师范大学201*届进修毕业设计
电机车140KBT1328600×1600机械5.1.5输送机、转载机的选择
采区运输设备主要包括回采工作面,区段运输平巷和采区上山的运煤、排矸、运料设备。设备类型主要根据本矿地质特征、开拓系统、开采方法,运输直接从有关设备技术特征表中选用即可。
工作面采用SGZ-730/320型可弯曲刮板输送机,SZB-730/15型顺槽转载机和SJD-150型带式输送机。
表5-3可弯曲刮板输送机技术特征表型号SGZ-764/264型号SZB-764/132机型中双链链型中双链适应倾角<30°输送能链速电机型力(t/h)(m/s)号9000.95YSBS-80/132功率(kw)132×2外形尺寸长×宽×高(mm)1500×764×222总重(t)160总重(t)24.2表5-4顺槽转载机技术特征表总长搭接度(m)长度(m)3511.6链速运输量(m/s)(t/h)1.311100电机型号DSB-132功率水平段(kw)装载长度(m)13217.3表5-5可伸缩带式输送机技术特征表输送输送速储藏胶量(t长度带/h)(m)(m/s)带长度(m)SSJ1000/125100010001.950型号传动卷电机功筒直径主电机率(KW)(mm)型号75×2630质量(t)DSB-7589.3表5-6平巷带式输送机技术特征表型号输送量(t/h)STD-10001100/2×75输送带速长度(m/s)(m)10001.9储藏胶带电机功传动卷长度(m)率(KW)筒直径(mm)5075×2630主电机型号质量(t)DSB-7568.0四川师范大学201*届进修毕业设计
5.2矿井提升5.2.1设计依据
根据设计矿井的实际情况,提升系统选用立井多绳摩擦式。(1)矿井设计年产量:A=1.5Mt/a;(2)井筒长:L主=481m,L副=476m;(3)卸载高度:Hx=20m;(4)装载高度:Hz=20m;(5)年工作日:330d;(6)日提升时间:16h;
(7)提升方式:主井一对16t箕斗提升,采用定重装载;副井一对1t矿车双层四车罐笼提升。
5.2.2主井提升设备的选型计算
1、主井提升容器的确定一次合理提升量:
QACaf3600tn15000001.151.236001633094.3610.2
式中:A矿井产量,150万t;C不均衡系数,取1.12;af富裕系数,取1.20;t日提升时间,14h;n年工作日,300d;Tj次提升循环时间,s。
TjHVjVjau=94.56
式中:H提升高度,箕斗井:H=Hx+Hs+Hz
其中,Hx卸载水平至井口水平距离,取20m;Hs矿井开采水平垂直深度,为481m;Hz装载水平至井底车场水平距离,取20m;
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H=20+331.7+20=371.7m
v最大提升经济速度取v=0.4H=9.11m/s;a提升加速度,取0.8m/s2;
u容器在爬行时所需的附加时间,取10s;θ休止时间,取16s。
2、选择提升容器规格尺寸
根据一次合理提升量Q及煤的松散容重,选择ZLGQ16型16t标准箕斗,自重9255kg。根据箕斗有效容积,可计算一次实际提升量,即
Q"Qv
式中:r′煤的松散容重,取1.1;
β满载系数,取0.9;Qv箕斗容积,17.6m3
Q=0.9×1.1×17.6=17.42t
表5-7主井单绳提煤底卸式箕斗技术特征表
名义载斗箱实重量(t)际容积(m3)ZLQ-161617.6
型号平面外形尺寸(mm2)2400×1250罐道间距(mm)1680首绳处最大允许载(kg)16500尾绳处最大允许载荷(kg)3200四川师范大学201*届进修毕业设计
D主HkD导HtHH图5-1多绳提升系统图
3、提升钢丝绳计算选择
立井提升,选择同向捻的提升钢丝绳。(1)提升钢丝绳的绳端荷重Qd
Qd=(Q+QZ)g,N
式中:QM提升容器(箕斗或罐笼)的质量,kg;
Q一次提升量,kg;g重力加速度,m/s3。
根据上述公式计算得,
Qd=(9255+17420)×9.8=261415N
(2)钢丝绳最大悬垂长度
HcHHHtH"k,m式中:HH尾绳环的高度,m
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