采矿工程毕业设计论文-双鸭山矿业集团东荣三矿18mta新井设计(编辑修改稿)

采矿工程毕业设计论文-双鸭山矿业集团东荣三矿18mta新井设计(编辑修改稿)内容摘要：

图35 采区划分示意图 井筒布置和施工 井筒穿过的岩层性质及井硐支护 参见综合柱状图12，本设计矿井井筒穿过的岩层性质如下：基岩段：细砂岩、砂砾岩。 根据主副井围岩性质，并按相关规定，确定主副井筒支护方式如下： 主井井筒：表土段：混凝土砌碹煤层段：料石砌碹基岩段：锚喷支护副井井筒：表土段：混凝土砌碹煤层段：料石砌碹基岩段：锚喷支护 井筒布置及装备 井硐布置应综合考虑井筒围岩性质，运输方式，通风安全等因素，具体遵循原则如下：《煤矿安全规程》、《煤炭工业矿井设计规范》对运输、通风、管线等布置的要求，满足施工需要；、维护、清扫和人员通行安全；，对井筒中各种管线或其它设备的破坏应减少到最低程度；，减少井筒工程量。 根据本设计矿井年产量、提升方式等实际情况，本设计矿井井筒按有关规定布置运输、设施及辅助设施，本矿井建成投产时共开凿2个井筒，即主立井和副立井。 主、副井井筒断面图见图3图37。 主井井筒具体特征： ，是混凝土静壁，罐道规格为钢槽（2[22b]），粱层间距为4000mm，提升容器为一对16t箕斗，充填厚度为500mm。 副井井筒具体特征： ，罐道粱层间距为4000mm。 根据本设计矿井水平划分方案，本设计矿井主副井筒从地面布置到一水平后需要延伸。 在进一步进行地质勘探后，井筒仍按原有主副井延深。 井底车场及硐室井底车场的形式必须适应井下运输和井筒提升的要求，井筒形式、提升方式、大巷运输方式的不同，井底车场的形式也各异。 井底车场形式必须满足下列要求：井底车场的通过能力，应比矿井生产能力有30%以上的富裕系数，有增产的可能性；简单，管理方便，弯道及交叉点少；安全，符合有关规程、规范要求；工程量少，建设投资省，便于维护，生产成本低；方便，建设工期短。 井底车场的布置，存车线路，行车路线布置长度 1．井底车场线路布置的要求（1）井底车场的线路主要由主井空、重车线，副井进、出车线和回车线组成，由于通过各个井底车场的煤种数量不同，其各线路的数目和长度亦相应不同；（2）井底车场线路布置时，应充分考虑各硐室布置的合理性；（3）井底车场的线路工程量小；（4）为保证运行安全，应尽量避免在曲线巷道顶车，机械推车需布置在直线段上；（5）尽量减少道岔和交岔点；（6）线路布置要有利于通风；（7）底卸式矿车的井底车场设计要注意调头问题。 （1）主井空车线、重车线；副井进、出车线主井： 式中 ——列车数目；——每列车的矿车数； ——每辆矿车带缓冲器的长度； ——机车数； ——每台机车的长数；——附加长度，取10m。 =234+1+10= 副井： =1302+1+10=（2）井底车场调车线的有效长度 =1234+1+8=故取=70m（3）材料车有效长度式中 ——材料车数；——每辆材料车带缓冲器的长度；——设备车数；——每辆设备车带缓冲器的长度；因此 L=102+32=26m（4）人车线有效长度式中 ——列车数目；——每列车的人车数；——每辆车带缓冲器的长度；——每台机车的长度；——附加长度，取10m。 因此 =1152++10=（5）线路道岔的计算表3—3 道岔型号特征表序号道岔型号名称辙叉角α主要尺寸（mm）质量abLTL01ZDK930/7/40单开8176。 07′48515680351320026252ZDX930/4/1522渡线14176。 02′1039424858166842000900035533ZDC930/4/20对称14176。 02′102300485871221366①单开道岔非平行线路联接ZDK930740, α=8˚07΄48˝，δ=45˚，a=5165mm，b=8035mm，R=25000mm可得，m、n、H、T、K。 =37T=8364mmmmM=23359， mm， mm45˚25000/180˚=19625mm②单开道岔平行线路联接ZDK930740, α=8˚07΄48˝，a=5156mm，b=8035mm，R=25000mm，T=1748mm，m=14370mmmm③渡线道岔线路联接ZDK93041522, α=14˚02΄10˝，a=3942mm，b=4858mm， L=16684mm，T=2000mm，=9000mm求：、mmmm 井底车场通过能力验算 井下采用机车运输时，井底车场年通过能力按下式计算： 式中 ——井底车场年通过能力； ——每一调度循环进入井底车场的所有列车的净载重,t； T——每一调度循环时间,min；——每年运输工作时间等于矿井设计年工作日数与生产时间的乘积,min； ——运输不均衡系数。 因此 =330108030= ，满足设计规范要求。 图3—8 井底车场线路图 表3—4 井底车场调度图表 该矿井日产原煤5455t，每日运出矸石量为545520%=1091t，掘进煤占5%，日运量为273t，3t底卸式矿车日运量占95%，为5182t，每日3t底卸式矿车列车数=5182/（323）=75列。 本矿井主要运输依靠3t底卸式矿车。 井底车场主要硐室主井系统硐室包括推车机及翻车机硐室、井底煤仓及箕斗装载硐室、清理井底洒煤硐室及水窝泵房等。 上述硐室的布置，主要取决于地质及水文地质条件。 副井系统硐室有副井井筒与井底车场连接处、主排水泵房（中央水泵房）、水仓及清理水仓硐室、主变电所（中央变电所）及等候室等。 主排水泵房和主变电所应联合布置，以便使主变电所向主排水泵房的供电距离最短。 为防止井下突然涌水淹没矿井，水泵房及变电所通往井底车场的通道应设置风窗。 其它硐室有调度室、医疗室、架线电机车库及修理间、蓄电池电机车库及充电硐室、防火门硐室、防水门硐室、井下火药库、消防材料库、人车站等，其位置应根据线路布置和各自要求确定。 开采顺序开采顺序是指矿井采掘工作有计划、有步骤地按一定顺序进行，做到采掘并举，掘进先行。 因此，合理的开采顺序应满足下列要求：、采区、采煤工作面的生产正常接替，以保证矿井持续稳产、高产；，最大限度地开采煤炭资源；，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；，减少井巷工程量和基建投资。 依据本设计矿井的采区划分的具体情况，采用走向长壁开采，这样可以减少初期工程量和基建投资，并且投产快。 详见采区接续图表3—5。 本矿井煤层属于缓倾斜煤层，故沿煤层垂直方向上采用下行式开采顺序。 在垂直方向上本矿井的开采顺序是，先采完第一水平，再采第二水平。 根据井田的地质条件，以自然断层为界，将一水平划分为八个采区，详见采区分布示意图3—5。 本设计矿井的采区接续图表，见表3—5。 “三量”的控制 矿井开拓煤量的确定 开拓煤量是指井田范围内掘进的开拓巷道所圈定的尚未开采的可采煤量，开拓巷道包括：主井、副井、井底车场、主要石门、运输大巷、主要上山、主要溜井和总回风巷道等，采用集中大巷和采区石门开拓。 矿井开拓煤量可用下式计算： 式中 ——开拓煤量，Mt；——计算范围内的地质储量，Mt；——地质损失，Mt；C——采区回采率。 所以，准备煤量准备煤量是指在开拓煤量范围内已完成开采所必须的采区运输巷道、采区回风巷道，采区上山，区段石门及采区车场等掘进，掘进工程所圈定的可采储量。 所圈定的可采煤量，可按公式计算：准备煤量＝（采区走向长度采区斜长煤层平均厚度煤的视密度－地质损失－呆滞煤量）采区回采率 所以，=(248020003)= 回采煤量 回采煤量指准备煤量范围内已被采煤巷道所固定的可采储量。 当采煤工作面受开采程序限制，暂时不能开采时，不能计算采煤煤量。 式中 ——回采煤量； ——已为采煤巷道所固定的可采储量；——工作面回采率。 所以，= 三量可采期的规定开拓煤量可采3～5a以上；准备煤量可采1a以上；回采煤量4～6个月。 设计矿井可采期的计算：①=②准备煤量可采期（月）=期末准备煤量/平均月计划产量 =③回采煤量可采期（月）=期末回采量/平均月计划回采产量 =经过以上计算可“三量”及可采期满足设计规范要求，可以移交生产。 第4章 采区巷道布置 采区概述 采区布置的要求合理集中生产合理确定采区生产能力良好的经济效果合理的通风和运输 设计采区的位置、边界，范围及采区煤柱本设计采区为南二下采区。 采区煤柱包括采区范围内的巷道煤柱、采区边界煤柱、井田边界煤柱和断层煤柱等，根据有关要求和该采区的实际情况，采区煤柱留设如下：大巷两侧保护煤柱留30m，上下山保护煤柱其间宽30m，两侧各留保护煤柱30m，采区边界煤柱宽度留设30m（两个采区之间），由于采区边界的一边为井田边界，保护煤柱按井田边界留设40m，区段保护煤柱留设12m，露头处留设30m。 该采区地质条件比较简单，地层厚度为50m，岩性以砾岩、灰白色中细岩及黑色泥岩为主，在底部有1～2层是凝灰岩，夹有植物化石，其岩相以湖泊相为主。 本设计采区煤层特征：4——结构较复杂，有4～6个夹石成互层状，灰份较高。 6——结构单一，煤层从西往东，有浅至深，具有变薄规律，至22线附近尖灭。 13——结构单一，厚度稳定，煤质较好，下部煤质较差，有时呈煤与煤泥岩互层状出现，与物性反映正相温和。 17——结构复杂，灰份较高，夹石为煤泥岩，泥岩夹煤。 采区的生产能力、储量和服务年限结合有关要求、技术条件和采区煤层赋存情况，确定本设计采区为综采，采区的储量和服务年限见采区接续表3—6。 采区巷道布置 区段划分由于本设计采区采用走向长壁采煤法，划分以工作面长度为标志。 本设计采区的两层煤的总厚度为6m左右，由于13与17煤层间距较小，采用联合开采。 工作面长度的确定，一个工作面，即工作面日产量为3637t/d。 确定工作面长度的公式如下： 式中 ——工作面日产量，t；L——工作面斜长，m； r——煤的视密度，t/m3； m——采高，m； n——昼夜循环数； C——采区回采率（）。 即：=2206=1330=根据综采工作面经济长度和有关规定，L大约为220m。 采用走向长壁采煤，上式计算得到的L值，还应通过下述公式确定的工作面Lˊ来校核，若L＜＝则L合理。 式中 V——工作面内允许的最大风速，取4m/s；B——工作面最小控顶距，m；——～；M——工作面采高，m；——昼夜产煤一吨所需风量，m3/t；——循环进度；P——煤层生产率；∮——昼夜循环数。 ，由此可知，工作面长度为220m，年生产时间为330d，即可达产。 采区上山布置本设计矿井为低瓦斯矿井，但为安全起见，拟布置三条上山，分别为轨道上山，运输上山和回风上山，三条上山大致位于采区走向边缘，其也位于同一层面。 间距大致为20m，大致平行于煤层，三条上山倾角大约为13176。 ，轨道上山为了减少巷道量以及方便运输做一定坡度变化，先急后缓。 采区车场布置采区上、下山与区段平巷或阶段大巷连接处的一组巷道和硐室称之为采区车场，采区车场的主要作用是在采区内运输方式改变或过度的地方完成转载工作。 上、下部车场的选择：上部采用平车场，下部采用大巷石门装车。 采区车场设计依据与要求：《煤矿安全规程》规定 ，矿车摘挂钩地点不得小于1m。 ，必须有足够的过巷距离。 ：～，～，～。 采区车场安设风门的规定，采区上部车场可在存车线进车侧道岔外安设风门，两道风门的间距按需要确定。 ，应设在存车线末段道岔以外的单道上，两道风门间的最小距离应符合下列要求：a、单辆矿车运行时。 b、小型机车牵引时，一列车长加3m。 c、其他机械牵引时，一串车长加3m。 采区下部车场线路布置1—运输上山 2—煤仓 3—空车存车线4—重车存车线 5—装车点道岔图41 大巷尽头式装车示意图装车站线路总长度L为： 式中 ——车场线路长度，m；——空车存车线长度，m。 （3～5）式中 n——列车矿车个数，个；——机车长，m；——矿车长度，m；（3～5）——制动安全距离，m；——重车线存在长度，m；L2=nLm——煤仓溜煤闸门至渡线道岔长度，m； ；——单开道岔长度，m。 单开道岔ZDK930/7/40，α=8186。 07′48″ ，a=5156mm，b=8035mm， =13200mm；=4500+223450+（3000～5000）=83400～85400； =223450=75900；=4500+3450=6225；=84750+75900+6225+7300=174175；辅助提升车场设计辅助提升车场为顶板绕道式。 斜面线路采用ZDC930/4/20，α=14176。 02′10，a=2300，b=4858，=71。