永智煤炭公司3煤层_地下开采初步设计毕业论文(编辑修改稿)

永智煤炭公司3煤层_地下开采初步设计毕业论文(编辑修改稿)内容摘要：

设计资源 /储量为 万 t， 41 中 号煤设计资源 /储量为 万 t， 51 号煤设计资源 /储量为 万 t， 61 中 号煤设计资源 /储量为 万 t。 矿井设计资源 /储量见表。 表 矿井设计资源 /储量计算表 单位： 万 t 煤层 编号 工业 资源 /储量 永久煤柱损失 设计 资源 /储量 井田境界 风氧化带 采空区 小计 31 41 中 0 0 51 0 0 61 中 0 0 合计 d、矿井设计可采资源 /储量计算 矿井留设的开采保护煤柱包括：矿井工业场地、开拓大巷 等安全煤柱。 主要巷道间煤柱按 30m 宽留设，巷道两侧煤柱均按 30m 宽留设。 矿井工业场地及井筒保护煤柱是在其边线外留出保护等级围护带宽度，然后按照各岩层的移动角计算出各岩层的水平移动长度，所有岩层水平移动长度之和即为围护带外煤柱的宽度。 矿井设计可采资源 /储量按下式计算： ZK=（ ZSP） C 式中： ZK―― 矿井设计可采资源 /储量， 万 t； ZS―― 矿井设计资源 /储量， 万 t； P―― 开采煤柱损失， 万 t； C―― 采区回采率； 31， 41 中 ， 61 中 均为中厚煤层， C 取 ； 51 属厚煤层， C 取。 经计算，矿井设计可采资源 /储量为 4974 万 t，其中 31 号煤设计可采资源 /储量为 万 t， 41 中 号煤设计可采资源 /储量为 万 t， 51 号煤设计可采资源 /储量为 万 t， 61 中 号煤设计可采资源 /储量为 万 t。 矿井设计可采资源 /储量详见表。 表 矿井设计可采资源 /储量汇总表 单位： 万 t 煤层 矿井设计资源 /储量 开采保护煤柱损失 采区回采率 C 设计可采 资源 /储量 工业场地 主要巷道 小计 31 123 41 中 51 61 中 合计 438 4974 第三章 生产能力、服务年限及一般工作制度 矿井工作制度 矿井设 计年工作日 330d，每天三班作业，其中两班生产，一班准备，每班工作 8h。 每日净提升时间 16h。 矿井设计生产能力的确定 综合确定矿井井型为 90 万 t/a，其理由如下 ： 矿井设计可采储量为 4974 万 t，按《煤炭工业矿井设计规范》中矿井井型与矿井服务年限的合理匹配关系，矿井井型确定为 90 万 t/a，服务年限为。 开采技术条件较好，外运渠道畅通，具备建设 90 万 t/a 的井型条件。 矿井开采的煤层煤质牌号为不粘煤。 是良好的动力用煤及民用煤 ， 市场缺口很大，供不应求，随着国内外煤炭市场对此煤种需求量的日 益增大，该煤种的价格优势将会进一步体现出来，市场潜力巨大，开发前景相当广阔。 结合矿井可采储量、井筒提升能力、井下工作面的装备水平和煤矿外运条件，矿井井型宜确定为 90 万 t/a。 矿井服务年限 矿井服务年限按下式计算： T=Zk/ (AK) 式中： T——服务年限 ,a； Zk——矿井 设计可采储量， 万 t； A——矿井 设计生产能力， 万 t/a； K——储量备用系数，取。 矿井设计服务年限为： T＝ Zk/ (AK)=4974/（ 90） = 第四章 井田开拓方案 井田开拓方式的选定 开拓方案 设计从表 土层厚度、煤层埋藏深度、煤层产状以及井田水文地质条件等方面分析，井田适合于斜井开拓方式。 结合矿井井型、煤层赋存条件、井筒提升设备、井下开拓布置和回采面装备水平等因素，考虑了两个开拓方案进行技术经济比较，现分述如下： 方案一：（ 详见图 ） 主斜井回风斜井 副斜井 图 开拓方案一 不利用矿井工业场地，另在井田中东部石灰川西岸新建一工业场地。 在工业场地内沿东西方向布置三个井筒开拓全井田，各井筒间距 40m。 分别叙述如下 主斜井净宽 ，倾角 16176。 ，斜长 ，净断面。 井筒内装备一条带宽 送机，担负全矿井的煤炭提升任务，兼做进风井。 副斜井净宽 ，倾角 6176。 ，斜长 ，净断面。 采用防爆无轨胶轮车担负全矿井的辅助提升任务，兼做进风井和安全出口。 回风斜井净径 ，倾角 30176。 ，斜长 ，担负矿井回风任务，兼做安全出口。 永智煤矿批准开采 3 41 中 、 5 61 中 号四层煤，各可采煤层特征见表。 根据各煤层的间距、主要可采煤层的赋存特征和可采储量等情况，设计以两个水平 开拓全井田，初期以 +1307m水平为第一水平开采的 3 41 中 号煤层，后期 将以 +1240m水平开采的 5 61 中 号煤层。 主斜井落底 至各煤层 ， 各煤层煤通过溜煤眼分别溜至主斜井。 副斜井一水平落底至41 中 号煤层，后期开采二水平时在 41 中 号煤辅助运输大巷一侧以 6176。 暗斜井与副斜井反方向延伸至 61 中 号煤层；副斜井在 31 号煤和 51 号煤见煤点以甩车场联络 31 号煤和51 号煤辅助运输大巷。 回风斜井落底 至各煤层 ， 并在各煤层见煤点通过联络巷联系各煤层回风大巷。 一水平在 41 中 号煤层布置一水平主变电所、主水泵房、水仓等硐室，二水平在 61 中 号煤层布置二水平主变电所、主水泵房、水仓等硐室。 各煤层均布置胶带运输大巷、辅助运输大巷和回风大巷三条大巷 ，各条大巷相互平行，间距均为 30m。 井下主运输均采用胶带输送机。 大巷辅助运输均采用防爆无轨胶轮车运输。 矿井采用中央并列式通风系统，主、副斜井进风，回风斜井回风。 矿井通风方式为机械抽出式。 两个水平均 各 划分为两个采区，各采区采用走向长壁开采。 方案二：（ 详见图 ） 方案二在工业场地选择、水平划分上与方案一相同，不同点为：在工业场地上沿井田边界南偏东 8176。 方向新建主斜井、副斜井和回风 斜井 三个井筒 ，各井筒延伸方式与方案一相同。 井筒在各煤层见煤点以南北 方向布置集中胶带运输大巷、集中辅助运输大巷和集中回风大巷。 然后各煤层均沿东西方向布置胶带运输大巷、辅助运输大巷和回风大巷三条大巷。 一水平在 41 中 号煤层布置一水平主变电所、主水泵房、水仓等硐室，二水平在 61 中 号煤层布置二水平主变电所、主水泵房、水仓等硐室。 各煤层均布置胶带运输大巷、辅助运输大巷和回风大巷三条大巷 ，各条大巷相互平行，间距均为 30m。 矿井通风系统与采区化分均与方案一相同。 方案比较及选择 上述两方案各有利弊，其优缺点如下： 方案一优点：（ 1） 井巷工程量小， 全井田开拓工程量比方案二少 2835m； （ 2）开拓布置简单，运输转载环节少； （ 3）向下水平延伸方便； 缺点：（ 1）保护煤柱损失大； 方案二优点：（ 1）保护煤柱损失少； 缺点：（ 1）全井田开拓工程量比方案一多 2835m； （ 2）开拓、运输环节复杂； （ 3） 工业场地填挖方工程量大。 通过以上比较，设计推荐方案一。 第五章 采矿方法 采煤方法选择 初期开采的 31 号煤层煤层厚度为 ～ ，平均。 煤层结构较简单，一般不含 夹矸。 其顶板岩性主要为砂质泥岩、粉砂岩，局部为中、细粒砂岩，底板岩性主要为砂质泥岩，局部地段相变为细粒砂岩。 对比可靠，全区可采，煤层稳定程度属较稳定类型。 综上所述，适合于综合机械化开采。 根据 31 号煤 层 的赋存状况和井田开拓特征，确定矿井 一水平 采用长壁综采一次采全高的采煤方法，顶板采用下行全部垮落法管理。 工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型 矿井以一个生产采区、一个综采工作面保证矿井设计生产能力。 在此前提下，结合工作面采高、 31 号煤层的煤质特征对工作面采煤、装煤、运煤方式进行确定和设备选型。 工作面主 要设备配备详见表。 工作面支架 液压支架的阻力是支架设计中最基本的参数，支架所有结构的强度都由此决定。 设计采用 “估算法 ”计算液压支架工作阻力。 估算法首先考虑支撑冒落带岩层的重量。   ahRSP c o 式中： P―― 支架承受的荷载， kN； S―― 支架支护的顶板面积， m2，为 ； r―― 顶板岩石视密度， t/m3，为 ； ∑h―― 冒落带岩石的高度（直接顶厚度）， m； M―― 采高， m，为 ； K―― 岩石碎胀系数，取 ～ ； α―― 煤层倾角，（ 176。 ），为 1176。 ； 上式可写成： P＝（ 2～ 4） 一般用上限，即 P＝ 4 计算中再考虑支架受力不均衡量的安全系数 ～ 2，则 P＝（ 6～ 8） 则： P＝（ 6～ 8） cos1＝ ～ （ kN） 31 号煤埋深 ～ ， 平均。 确定工作面属有一定影响的浅层地压工作面，支架工作阻力需加以安全系数。 则： P＝ K′(～ )=～ （ kN） K′―― 浅层地压影响系数，取 ； 设计选用型号为 ZZ6800/17/35 支撑掩护式液压支架，其支护顶板面积为 ，工作阻力 6800kN，初撑力 6180kN，支撑高度 1700～ 3500mm，支架重量。 矿方可与支架厂定制。 31 号煤工作面端头过渡支架初步选用 ZTF650020/32 型液压支架，工作阻力6500kN，支护高度 ～。 工作面超前 20m采用 DZ32 型单体液压支柱配 HDL3000 型 Π型钢梁支护。 采煤工作面采高、长度及年推进度 采煤工作面采高 井田内 31 号煤层平均厚度 ，设计确定采煤机割煤高度。 表 31 号煤回采工作面主要机械配备表 设备名称 设备型号 功率(kW) 单位 数量 备 总 其中备用 备用 双滚筒采煤机 MGTY300/7301.1D 375 台 1 可弯曲刮板输送机 SGZ800/630 2 315 台 1 破碎机 PCM160 200 台 1 刮板转载机 SZZ830/200 160 台 1 可伸缩胶带输送机 SSJ1200/2250 500 台 2 液压支架 ZZ5600/17/27 架 110 10 端头支架 ZTF650020/32 架 5 1 乳化液泵站 LBR400/ 250 台 2 喷雾泵站 KMPB320/10 75 台 1 注液枪 DZQ1 把 3 1 小水泵 ID6550160 台 4 注水、探水钻机 MAZ200 11 台 1 阻化剂喷射泵 WJ24 台 1 井下移动分离制氮机 MD300 55 台 1 单体液压支柱 DZ32 根 150 30 Π型钢 梁 HDL4000 根 80 20 超前支 护 采煤工作面长度 矿井首采区为一采区，依据首采区煤层赋存特征和矿井设计规模，参照《煤炭工业矿井设计规范》的有关规定，综合确定综采工作面长度为 150m。 采煤工作面年推进度 31 号煤采煤工作面采煤机截 深为 ，设计采工作面每个循环进一刀，循环进度为 ，设计 每班 循环次数为 4 次，即每天 8 个循环， 则日循环进度为 8=。 采煤工作面年推进度按下式计算： 年推进度＝日循环进度 年工作日 循环率 31 号煤采煤工作面年推进度 =3 30=1584(m) 工作面回采方向 采煤工作面采用后退式回采，相邻工作面间采用依次顺序采。 采区及工作面回采率 井田内 31 号煤层为中厚煤层，依据《煤炭工业矿井设计规范》， 31 号煤采区回采率取 90%，工作面回采率为 95%； 采区布置 移交生产和达到设计生产能力时的采区数目、位置和工作面生产能力计算 (一 )采区数目和位置 根据矿井开拓部署，结合矿井规模和采煤工作面装备水平，矿井移交生产和达到设计生产能力时，共布置 1 个生产采区。 采区内 31 号煤层赋存较稳定，储量可靠，地质构造及水文地质条件简单，对 矿井及早达产和稳产高产均十分有利。 (二 )矿井生产能力计算 采煤工作面生产能力计算 采煤工作面生产能力按下式计算： A 采 =M l L r C 式中： A 采 ―― 回采工作面年产量， t/a； l―― 回采工作面长度， 150m； M―― 回采工作面采高， 31 号煤层采高为 ； L―― 回采工作面年推进度， 31 号煤层为 1584m； r―― 煤的视密度， 31 号煤层为 ； C―― 工作面回采率， 31 号煤层工作面回采率为 95％。 则 A 采 ＝ 1501584＝ （ 万 /。