采矿工程毕业设计论文-大雁矿业集团二矿06mta新井设计[2](编辑修改稿)

采矿工程毕业设计论文-大雁矿业集团二矿06mta新井设计[2](编辑修改稿)内容摘要：

设计没有总石门，井筒两翼都有煤炭运输，通过对各种形式井底车场的适用条件及优缺点做简单比较后，初步拟定本设计井田井底车场形式为环形尽头式车场。 煤层群的联系本设计井田煤层群开采时的联系方式是联合布置，即1134煤层组成一个统一的采准系统，准备巷道为三个煤层共用，大巷采用集中布置方式。 煤层倾角一般为11176。 带区划分本设计井田以井田境界内的断层F20为界，将整个井田划分为12个带区，带区划分详见图36。 图36 带区划分示意图 井筒布置及施工 井硐穿过的岩层性质及井硐维护本设计井田采用立井开拓方式，井筒穿过的岩石大部分为粉砂岩，有少部分的细砂岩和泥岩，详见综合柱状图。 对本设计矿井井硐支护形式采用混凝土整体灌注式。 其整体性好，强度较高；防水性能好；便于机械化，施工方便，劳动强度低。 主副井井壁厚度均为500mm。 井硐布置及装备主井作为提升煤炭兼少量入风所用。 副井为提升矸石、运料和人员兼主要入风所用。 主副井都采用料石砌碹支护和混凝土锚喷，其中主副井壁厚为500mm,其中主、副井壁充填混凝土厚度为50mm。 详见主副井井筒断面图37和38。 图37 主井断面图图38 副井断面图主井井筒：。 井筒内装备一对6t刚性罐道立井多绳箕斗，采用18018010mm方形空心型钢罐道，端面布置采用树脂锚杆固定拖架。 副井井筒：。 井筒深度630m，井筒装备两对1t固定式矿车600mm轨距，双层四车刚性立井多绳罐笼，担负矿井辅助提升任务，兼作进风井筒。 采用18018010mm方型空心型钢罐道，端面采用树脂锚杆固定拖架。 罐道和井粱。 井筒内设有钢玻璃钢复合材料梯子间，作为矿井安全出口和井筒检修之用。 井筒延伸的初步意见井筒延伸方案为直接延伸原有主副井，可以充分利用原有设备和设施，提升系统简单，转运环节少，经营费用低，管理方便。 井底车场及硐室 井底车场形式的确定及论证该矿井井底车场形式的选择依据如下：(1)，年工作日330d，实行三八工作制，每日净提升16h；(2)矿井采用双立井开拓方式，两个开采水平，集中大巷布置。 (3)主要运输大巷采用3t底卸式矿车运输，每列车由14辆矿车组成，10t架线式电机车牵引。 辅助运输和掘进煤采用1t固定式矿车，矸石列车由34辆1t矿车组成。 一台10t架线式电机车牵引。 (4)本设计矿井属于低瓦斯、低等涌水量矿井；综合以上所述，结合设计要求，经分析比较后。 井底车场的布置 存储线路 行车线路布置长度1．存车线长度的确定根据我国煤矿多年的实践经验，各类存车线可以选用下列长度：(1)中小型矿井的主井空、～；(2)副井空、重车线长度，～；(3)材料车线长度，中小型矿井应能容纳5～10个材料车；(4)；①主井空、重车线，副井进、出车线：L=mnLk+NLj+Lf式中 L——主井空、重车线，副井进、出车线有效长度，m； M——列车数目，列；n——每列车的矿车数，按列车组成计算确定；Lk——每辆矿车带缓冲器的长度，m；N——机车数,Lj——每台机车的长度Lf——附加长度，取10m。 经过计算，得主井L=14（+）+1+10= m，副井L=34（ +）+1+10= m。 ②材料车线有效长度L=ncLc+nsLs式中 L——线有效长度，m；nc——材料车数，辆；Lc——每辆材料车带缓冲器的长度，m；ns——设备车数，辆；Ls——每辆设备车带缓冲器的长度，m；L=15=33 m；根据实际需要，开设水泵硐室和变电所，取材料车线长40m。 3．线路道岔的计算道岔型号详见表35。 表35 道岔型号表序号道岔型号名称辙叉角α主要尺寸（mm）abL1ZDK630/6/25单开9176。 26′062300285251152ZDC630/3/15对称18176。 26′062560537512533ZDC630/5/25垂直11176。 25′163258414226015①单开道岔非平行线路联接:ZDK630/6/25 其辙叉角α=9176。 26′06δ=90˚ a=2 300mm b=2 852mm R=25 000mm可得，m、n、H、T、K。 β=δα=80176。 33′54 δ=45˚β=δα=35176。 33′54 T=8 018mm m=5 156+（2 852+2 118）sinβ/sinδ=11 242mmM=25 130 H=MRcosδ=7 455mm n=H/sinα=10 545mm②单开道岔平行线路联接:ZDK630/6/25 α=9176。 26′06a=2 300mm b=2 852mm R=25 000mm S=2 000 mmB=12 035mm m=12 200mm T=2 063 mm n=mT=10 137mm③垂直三角道岔线路联接:ZDC630/5/25 α=11176。 25′16 a=3 258mm b=4 142mm R=25 000mmα1=18176。 55′30 β=69176。 06′59 a1=2 064mm b1=2 736mm b1’=2 774mm T=17 291mm m=27 483mm M=25 325mm 通过能力计算井底车场线路布置图和调度表见图39和310。 图39 井底车场线路布置图图310 循环调度图表 矿井日产原煤1 818t，日产掘进煤为1 818=109t，3t底卸式矿车日运煤量为1 818=1 709t。 3t底卸箱式矿车列车数为1 709/（314）=41列。 每日运矸石量为1 818=364t，1t固定式矿车列车数为364/（234）=5列。 每日进入井底车场的3t底卸式矿车数与1t固定式混合列车数之比为41/5=8:1每一调度循环时间为54min，列车进入井底车场平均间隔时间为54/9=6min，，1t固定式列车平均运行进间为6min。 N=TaQ/式中 N——井底车场年通过能力，t。 Ta——每年运输工作时间等于矿井设计年工作日数与日生产时间的乘积，min。 Q——每一调度循环进入井底车场的所有列车的净载煤重，t；T——每一调度循环时间,min；——运输不均衡系数；按公式计算：N=TaQ/==(3301660)/(54)=。 满足设计规范要求。 井底车场主要硐室、井底煤仓及井底煤仓装载硐室、清理井底散煤硐室及水窝泵房等。 副井系统硐室有副井井筒与井底车场连接处（马头门）、中央水泵房、水仓及清理水仓硐室、中央变电所及等候室等。 其它硐室有调度室、医疗室、架线电机车库及修理间、柴油机硐室、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 沿煤层走向的开采顺序根据该设计矿井的煤层分布及采区划分的具体情况，采用井田一翼开采，另一翼掘进。 在工业广场煤柱边布置首采工作面，向双翼由近及远跳采，这样采掘干扰小，大巷断面小，风量分配平衡有利于矿井通风、运输等主要生产系统的管理，依据本设计矿井的带区划分的具体情况，采用倾斜开采井筒边上的第一煤层，这样以减少初期工程量和基建投资，并且投产快。 沿煤层倾斜方向的开采顺序本矿属于缓倾斜煤层，考虑到本设计井田内共有3个可采煤层，即1134煤层。 其中15煤层位于最上部，34煤层位于最下部，3层煤层分为一组，布置集中运输巷道，根据其采动影响关系，采用下行开采顺序。 一水平实行上下山，同一层煤先采上山，上山采用俯斜开采，再采下山，实行仰斜开采。 带采区接续计划将该井田划分为12个带区，详见带区分布示意图。 详见表311。 “三量”的控制 矿井开拓煤量的确定矿井开拓煤量可用下式计算：ＺK=(Ｚm－Ｚs－Pk)C式中 ＺK——开拓煤量，MtＺm——计算范围内的地质储量，MtＺs——地质损失，是因为地质及水文地质条件不利所造成的损失，包括含水大、煤层厚度小、断层多等原因不能采出的储量，Mt。 C——采区回采率，80％所以，ＺK=（）=表311 带区接续表准备煤量准备煤量＝（采区走向长度采区斜长煤层平均厚度煤层容重－地质损失－呆滞煤量）采区回采率所以，Zc=(3801000)=回采煤量回采煤量可用下式计算：Ｚn＝∑ＺndCn式中 Ｚn ——回采煤量∑Ｚnd——已为采煤巷道所固定的可采储量Cn ——工作面回采率所以，Ｚn =. (1)开拓煤量可采期(a)=期末开拓煤量(Mt)/年设计生产能力(Mt/a)=(2)准备煤量可采期(月)=期末准备煤量(Mt)/平均月计划产量(Mt/月)=(3)回采煤量可采期（月）=期末回采量（Mt）平均月计划回采产量（Mt/月）=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 带区巷道布置与带区生产系统 带区概况 设计带区的位置 边界 范围 带区煤柱本设计带区为北一带区，位于井田中部。 西部以断层为界，东部以露头线为界。 浅部以+650标高为界，深部以+300标高为界。 走向长380m，倾斜长2500m左右。 本带区采用倾斜长壁联合开采，带区煤柱留设如下：各煤层在带区边界留设5m煤柱，井田境界处留设40m保护煤柱. 带区地质和煤质情况本区煤层倾角平缓，平均11176。 左右，走向变化不大，带区内无断层. 带区生产能力 储量及服务年限带区煤层全部可采，,。 带区巷道布置 带区划分将本带区划分为12个条带，3层煤联合开采。 该采区设计一个工作面达产，确定工作面长度的公式如下：A0=LlMγc式中 A0——工作面年生产能力，t；l—— 工作面年推进度，m；L—— 工作面长度，m；M—— 煤层厚度，；γ—— 煤的视密度，t/m3；c—— 回采率，～；即： L＝190m上式计算得到的L值，还应通过下述公式确定的工作面L’来校核，若L≤L’则L合理。 L’=（60VBCｆM）／（QbSnP∮）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，；Cｆ——～； M ——工作面采高，；Qb ——昼夜产煤一吨所需风量，；Sn ——循环进度，即机采面采煤截深，；P ——煤层生产率，即单位面积上出煤量，P=MγC，t/㎡；∮ ——昼夜循环数,即每日割煤刀数。 L’＝194m，可见L＝190m＜L’＝194m，工作面长度合理。 带区斜巷布置采用两条斜巷,带区运输入风斜巷和带区运料回风斜巷。 其倾角、层位相同、各自的下部车场工程量相同。 带区斜巷倾角均取最佳角度24176。 带区运输入风斜巷和带区运料回风斜巷一般是平行交替布置，它们之间的间距是一个工作面的长度。 带区下部车场布置带区下部车场基本形式如图41。 图41 带区下部车场基本形式图带区下部车场由装煤车场和辅助提升车场组成。 根据煤炭装车地点，设计带区下部车场为大巷装车式。 运输大巷位于煤层底板岩石内，大巷中心处轨道面水平至煤层底版垂直距离30m左右,上山与大巷交角90186。 大巷、斜巷均采用600mm轨距。 斜巷用齿轨车KZP8/600型号,大巷用10t架线式电机车牵引，运煤列车由14个3t底卸式矿车组成，矸石列车由34个1t固定式矿车组成。 设计步骤如下：(1)装车站设计根据给定条件，装煤车场为大巷装车式，设计成通过式，布置图如图41所示：(非注明，以下长度单位均为mm）大巷轨道中心线距1600mm，渡线道岔ZDX630/6/2516，α=9186。 27′44″，a=4972，b=5128。 则渡线道岔联接长度为:LX=2a+S/tanα=4972+1600/ tanα=19546 LH=143650+5000=56100调度绞车调车时大巷装车式线路布置图42。 图42 大巷装车式线路布置图1带区运输入风巷 2煤仓 3重车存车线4空车存车线 5装车点道岔 7通过线渡线道岔8通过线L=2LH+3LX+L1=256100+319546+5500=156792(2)带区车场设计带区下部车场底板绕道剖面图及线路布置图详见图43和图44。 反倾斜上山图43 下部车场底板绕道剖面图图44 下部车场的线路布置图(2)绕道线路计算：Y=hcotβ0 L=Y+TD+d1+R1计算得： Y=30cot24186。 =66m；L=66+5+35+15=121m；式中 h ——大巷通过线轨面至轨面之间的距离，即煤仓高度30m；β0——运输入风斜巷倾角，取24176。 ；TD 选择轴流式风机，型号为ZTD568NO20详见表77。 表77 通风机型号表风量M3/S55～95配套电机静压PA700～2000型号YBF315L28 转速r3/min740功率 KW2110外形尺寸570025002750电压V380/660 电动机的选择 选用YBF315L28同步电动机两台,一台工作，一台备用。 反风措施短路反风，通过开关风门来完成。 全矿井反风通过风机及附属设施实现。 矿井安全生产措施 预防瓦斯爆炸的措施搞好通风，做到风流稳定，避免循环风，局部风机末端要靠近。