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陈小兵毕业设计
湖南理工职业技术学院
毕业设计(论文)
题目湘中十矿采区设计说明书
年级专业:
11级采矿1111班
学生姓名:
陈小兵
指导教师:
姚琦
2013年11月1日
湖南理工职业技术学院
毕业设计任务书
毕业设计题目:
湘中十矿采区设计
题目类型:
采区设计题目来源:
现场收集
毕业设计时间从至2013年9月15日~2013年11月5日
1.毕业设计内容要求:
(1)在设计中,必须贯彻国家的各项改革开放方针和煤炭工业的各项具体政策。
(2)在设计中,必须贯彻实事求是的精神,坚持从实际出发,深入调查研究,结合矿井资源,器材设备和技术水平等条件,编制出符合实际的矿井设计。
投资省、见效快、收效好。
(3)矿井设计要做到布局合理、生产集中、系统完善、环节畅通,改进开拓部署,减少井巷量,特别是岩石工程量,以缩短建井工期。
(4)在设计中,要坚持工业广场少占农田,节约用地,并结合工程建设做到有利于农田灌溉,改造良田,改善交通和促进农业发展等原则,严加控制,不得任意扩大。
(5)结合本地实际,努力采用先进技术成果,采用新技术、新工艺、新设备、新材料,不断提高煤矿机械化和安全装备水平。
(6)矿井设计必须按照国家规定和批准的矿井精查地质报告的要求编制,并且坚持设计程序。
(7)设计必须贯彻安全生产的方针,严格执行《煤矿安全规程》、《煤炭工业设计规范》。
(8)毕业设计(论文)必须符合“湖南理工职业技术学院资源工程系毕业设计(论文)规范格式”的要求。
2.毕业设计进度安排
序号
阶段内容
起止时间
1
专业老师设计指导
2013、9、15~9、22
2
收集资料,并制定初步方案
2013、9、23~9、30
3
个别指导,提交初稿审查
2013、10、1~10、20
4
集中指导
2013、10、21~10、27
5
修改,经审稿后定稿交稿
2013、10、28~11、5
6
答辩与鉴定
2013、11、5~11、11
指导老师(签名)________________时间____________________
教研室主任(签名)_________________时间____________________
系主任(签名)________________时间____________________
第一章矿井及采区概述
第一节矿井概述
井田东以大村二井相临,西以第8勘探线为界与大塘勘探区相接,西北到7煤露头,南至-350米水平。
南北走向长4.8公里,东西倾向宽1.4公里,面积约6.7平方公里。
地理坐标:
东经113°03′54″~113°06′50″,北纬26°12′53″~26°14′20″。
井型为小型矿井,年产量为21万吨;开拓方式为立井开拓;通风方式为中央分列式;通风方法为抽出式。
井底车场采用折返式梭式车场。
矿井分二个水平开采,一水平为-150水平,二水平为-350水平。
一水平运输大巷布置在7煤底板岩石中,距7煤底板法线距离40米,全矿划分为六个采区,矿井可采储量为715万吨,矿井服务年限为34年。
一水平可采储量为316.18万吨,一水平服务年限为15年。
二水平可采储量为398.82万吨,一水平服务年限为19年。
表1.16煤矿井储量
水
平
别
煤
层
别
工业储量A+B+C
(万吨)
损失(万吨)
可采储量
(万吨)
备注
工业场地
井田境界
断层
开采
损失
其他损失
合计
Ⅰ
6
131.8
0.7
1.4
1.5
25.38
1.3
30.28
101.52
Ⅱ
6
165.4
—
2.1
1.6
32.1
1.2
37
128.4
合计
297.2
0.7
3.5
3.1
57.48
2.5
67.28
229.92
表1.27煤矿井储量
水
平
别
煤
层
别
工业储量A+B+C
(万吨)
损失(万吨)
可采储量
(万吨)
备注
工业场地
井田境界
断层
开采
损失
其他损失
合计
Ⅰ
7
259.7
1.04
2.08
2.23
37.76
1.93
45.04
214.66
Ⅱ
7
326
—
3.12
3.48
47.75
1.78
56.13
269.87
合计
585.7
1.04
5.2
5.71
85.75
3.71
101.17
484.53
第二节采区概述
第一水平第一采区位于-150水平,命名为11采区。
11采区位于井田第一水平的走向中部。
11采区垂高200米。
上部标高为+50米,下部标高为-150米。
本采区走向长1090米,倾向斜长440米。
与各邻近的采区分别留10米的保护煤柱作为停采线。
区段煤柱为11米,阶段煤柱为28米。
本采区根据6煤层底板等高线设计。
11采区可采储量为114.7万吨,服务年限为5.46年。
本采区准备方式为上山双翼采区集中联合布置方式。
第三节煤层
湘中十矿井田含煤4层,自上而下编号为1、2、6、7煤,其中7煤全井田可采,为本矿井主要可采煤层,6煤局部可采,其余为不可采煤层。
表1.3煤层特征表
序号
煤层名称
煤层厚度(m)
最小最大平均
层间距
最小最大平均
倾角
°
围岩
顶底板
煤的牌号
硬度f
容重t/m3
煤层构造及稳定性
1
1煤
0~1.53
3~36
35
泥岩
无烟煤
1
1.3
极不稳定
0.22
11.13
粉砂岩
2
2煤
0~3.17
5~29
38
砂质泥岩
无烟煤
1
1.3
极不稳定
0.25
12.95
粉砂岩
3
6煤
0~13.54
13~62
27
细砂岩
无烟煤
2
1.5
不稳定
1.21
40
中粒砂岩
4
7煤
0~9.58
6~79
27
粉砂岩
无烟煤
2
1.49
较稳定
1.80
60
细中粒砂岩
表1.4煤层分析资料表
煤
层
煤层工业分析
水份
%
灰份
%
硫份
%
磷份
%
挥发份
%
可燃性
挥发份
%
发热量
(大卡/
公斤)
6
4.36
5.39
0.04
0.01
6.09
7.30
7568
7
2.69
4.74
0.02
0.005
5.36
6.79
7768
第四节开采技术条件
1.4.1矿井顶底板
顶底板情况及管理:
6、7煤层直接底板一般为粉砂岩、砂质泥岩,滑面及节理发育,厚0~10.5米。
老顶均为细、中粒砂岩,中厚层状为主,裂隙发育,并充填石英、方解石脉,6煤老顶厚12.5~52米,7煤老顶厚5~35米,直接顶板为老顶时,开采首次放顶困难。
湘永煤矿把该井田6、7煤顶、底板均定为Ⅱ级。
1.4.2矿井瓦斯、煤尘及自燃性
湘中十矿属瓦斯矿井,历年瓦斯鉴定,最高相对瓦斯涌出量为9.4m3/T,最低相对瓦斯涌出量为4.11m3/T,一般约为5.84m3/T,最高瓦斯绝对涌出量为1.4m3/min、最低瓦斯绝对涌出量为0.225m3/min。
根据白局(1992)第485号文《关于印发一九九二年度煤层自燃倾向性鉴定结果的通知》及2003年“煤炭工业湖南省煤炭质量监督检验站检验报告”的结果,湘中十矿井煤尘无爆炸性。
根据白局(1992)第485号文《关于印发一九九二年度煤层自燃倾向性鉴定结果的通知》及2003年“煤炭工业湖南省煤炭质量监督检验站检验报告”的结果,湘中十矿井煤层为不易自燃。
1.4.3地质构造
安阳水文地质条件简单,矿井涌水量对生产影响较小,煤系地层及围岩含水性弱,地貌特征为低山丘陵区,有利于地表水径流,地下水主要受大气降水补给。
岩层含水性:
经过三次勘探,发现除6煤层顶板中细粒砂岩属微弱含水层外,其他地层均为隔水层或相对隔水层。
断层导水性:
由于岩层含水性较弱,泥岩、砂质泥岩等遇水后又易膨胀,使断层带导水性受到阻碍,过断层时没有漏水现象。
安阳井下可见断层有潮湿、滴水、淋水等现象,但一般导水性较弱,对矿坑水影响较小。
老窑水:
井田内老窑开采深度一般在+100米水平,老窑大多与地表裂隙连通,积水较多,雨季时是矿井涌水的主要来源。
1.4.4水文地质条件及涌水量
湘中十矿井主要开采-50米以下水平,开拓最深达-350米水平,开采面积约为411575m2,依据排水量记录,-150米水平近10年来涌水量最大为417m3/小时,正常涌水量174m3~285m3/小时。
用比拟法对-150~-350涌水量预测得出结果基本和第一水平相一致,但因为第二水平避开了老窑积水,其最大涌水量可能比计算的要小。
矿井主要充水来源是大气降水、老窑水。
工业及居民用水取自耒水河。
第二章采区储量、生产能力及服务年限
第一节储量
储量计算:
本设计的储量是根据矿区的精查资料有开采价值的范围来确定的,本井田6煤层、7煤层参加储量计算,分2个水平计算储量,分别为:
第一水平:
+50~-150
第二水平:
.-150~-350
2.1.16煤层:
西起第8勘探线,东抵F1断层,浅部到+50水平,深部至-350水平。
走向长3250米,倾向宽840米,储量计算面积约2.7平方公里。
2.1.27煤层:
西起第8勘探线,东止F1断层,浅部到+50水平,深部至-350水平。
走向长3300米,倾向宽860米,储量计算面积约2.8平方公里。
2.1.3采用煤层底板等高线平面图地质块段法计算后结果为:
Z地6=L·l·M·r=1090×392×1.21×1.5=77.55(万吨)
Z工6=Z地6-P=Z地-L·b·M·r
=775500-1090×28×1.21×1.5=72(万吨)
Z设6=Z工6·
=72(万吨)
Z可6=Z设6·C×C地(万吨)=72×85%×70%
=42.7(万吨)
Z地7=L×l×M×r=1090×392×1.8×1.49=114.5(万吨)
Z工7=Z地7-P=Z地-L×b×M×r
=1145000-1090×28×1.8×1.49=106(万吨)
Z设7=Z工7×
=106(万吨)
Z可7=Z设7×C×C地(万吨)=106×85%×80%
=72(万吨)
式中:
L——采区走向长(m)
l——采区斜长(m)
M——煤厚(m)
m——采高(m)
r——煤的容重(t/m3)
P——阶段隔水煤柱储量(万吨)
b——阶段隔水煤柱宽度,一般取20m
C——采区回采率(%)规范规定薄煤层不低于85%,中厚煤层不低于80%,厚煤层不低于75%。
C地——地质构造复杂取70%,地质构造中等稳定取80%。
第二节采区设计能力
2.2.1以采面循环产量A循为基础,计算采煤面班产A班、日产A日、月产A月及年产A年。
A班=A循=232(t)
A日=3A班=696(t)
A月=30×A日×K=16718(t)
A年=11×A月×
=18.39(万t)
式中K——月正规循环率,一般取80%。
2.2.2根据采掘出煤矿量计算采区生产能力AB
AB=K1·K2
=1.15×1×18.39=21.14(万吨/年)
式中:
K1——掘进出煤系数,一般取1.15;
K2——工作面同时生产影响系数,1个面取1,2工作面取0.95,3个面取0.9
2.2.3本着采区生产能力应为整数且应等于或略低于计算能力的原则,确定采区设计生产能力AB,即AB≤A′B所以AB=21(万吨/年)
第三节采区服务年限
根据采区可采储量及设计生产能力,计算采区服务年限T:
=114.7÷21=5.46(年)
第三章采区车场与硐室设计
第一节采区车场
根据采区煤层赋存条件本采区上部车场采用逆向平车场;采区中部车场采用甩车场中的甩入石门式;采区下部车场装车形式采用大巷装车式,辅助提升车场采用斜式顶板绕道车场。
第二节采区硐室
3.2.1绞车房:
确定采区轨道上山绞车房布置方式和位置
绞车房应位于围岩稳定、无淋水、矿压小和易维护的地点。
在满足绞车房施工、机械安装和提升运输要求的前提下,绞车房尽量靠近变坡点,以减小巷道工程量;绞车房与邻近巷道间应有足够的岩柱,一般不小于10米,以利于维护。
本矿底板围岩为粉砂岩或细中粒砂岩比较稳定,受岩石移动的影响较小且为隔水层岩层,所以确定将绞车房布置在7煤底板岩层中,底板标高为+50米。
绞车房施工尺寸图如3-1,3-2,3-3。
图3-1采区绞车房平面图
图3-2采区绞车房施工图
图3-3采区绞车房施工图
3.2..2采区煤仓:
1、以装车站通过能力为约束,按采区高峰生产延续时间计算煤仓容量(60×qh>Qt时);
Q=Q0+(60×qh-Qt)×th×ad
Q0——防空仓留煤量,一般取5~10t;
qh——采区高峰生产能力t/mim(高峰期的每分钟产量一般为平均产量的1.5~2.0倍);
Qt——采区装车站通过能力,按装车及列车调车能力计算,t/h;
th——采区高峰生产延续时间,炮采一般取1.5~2.0h;
ad——不均衡系数,炮采取1.5。
Q=10+(60×0.7×1.5-40)×2×1.5
=79(T)=53(m3)
2、根据刮板运输机的运输能力的运煤量计算煤仓容量Q。
Q=刮板运输机的小时运煤量(t)
计算煤仓体积V。
V=
(T)=50(m3)
式中:
K1——煤仓有效系数,取0.9;
K2——松散煤的容量,取0.9t/m3。
根据1,2计算结果取值为53(m3)
3、根据煤仓体积V和选定的煤仓断面积S,计算煤仓长度L
L=
+I=53/7+2=9.6(m)
式中:
I——为煤仓下部漏斗长度(m),煤仓施工尺寸如图3-4,3-5,3-6:
图3-4采区煤仓施工图
图3-5采区煤仓施工图
图3-6采区煤仓施工图
3.2.3井底车场水泵房
1、水泵选型
a.工作泵能力F2=1.2Q正=1.2×174=209(m3/h)
b.备用泵能力F备≮FI的70%;
c.FI+F备≥1.2Q大=1.2×417=500(m3/h)式中:
Q正、Q大——分别为采区正常,最大涌水量
2、水泵参数:
a.根据矿井涌水量按《煤矿安全规程》规定,选用250m3/h的工作泵2台,备用泵2台,检修泵1台。
即备用泵不小于工作泵排水能力的70%,检修泵不小于工作泵排水能力的25%。
3.2.3水仓(应分内、外水仓)
有效容量V=8Q正=4×174=1392(m3);净面积S≥11.7m2(单轨巷道)
长度
1392÷(11.7×0.9)=132m
K——水仓有效利用系数,取0.9
3.2.4确定采区变电所的位置及形式
采区变电所是供电的枢纽。
由于低压输电的电压降较大,故合理地确定采区变电所的位置及尺寸是保证采区正常生产,减小工程费用的重要措施。
采区变电所应设在围岩稳定,无淋水,矿压小,通风良好的地点,并位于采区用电负荷中心,一般设
上山附近或两上山之间。
根据本采区的地质条件和区段个数,确定本采区变电所布
在采区两上山之间的-137水平岩层中。
变电所布置图3-7
图3-7采区变电所平面布置图
第四章采区巷道布置与采区生产系统
第一节采区上山
4.1.1巷道布置方案的选择
因本矿为瓦斯矿井,煤尘不具爆炸性,煤层没有自然发火现象,年产量只有21万吨,所以布置二条上山就可满足运输、行人和通风的要求。
以下列出两个可行性方案进行比较:
方案一:
一岩一煤上山布置,轨道上山布置在煤层中,运输上山上山布置在岩层中。
方案二:
二岩上山布置,轨道上山,运输上山都布置在7煤底板岩层中。
表4.1采区上山布置方案比较
项目
方案
优点
缺点
方案一
轨道上山布置在煤层中,掘进费用低,掘进速度快,不要掘进区段轨道石门,运输线路短,采区投产速度快。
因此轨上山可使用小功率绞车,采区内双轨巷道少,矿车使用量少,运输安全性高。
运输上山布置在岩层中后期维护少,维护简单,可保证后期正常生产。
执行排矸、运料、排水、行人的工作,任务不重,
轨道上山与区段运输平及区段轨道平巷需交叉,或需设计区段轨道绕道车场,须在区段运输平巷内设置风门,漏网量大,通风系统不稳定。
轨道上山维护困难,维修费用高。
运输上山执行排水工作,影响煤质。
需留设较多的上山护巷煤柱。
减少了采区的煤炭回采率。
方案二
二岩上山布置在岩层中,后期维护少,维护简单,可保证后期正常生产。
二条上山分工明确,运输数量大,可连续运输,可保证采区生产能力的完成。
矿车运输少,安全性高。
可不留上山保安煤柱,可提高采区回采率。
岩巷掘进费用高,投产慢,采煤面投产前掘进工程量大;需布置区段溜煤眼与区段运输石门及区段轨道石门。
4.1.2选定方案的布置方式
经上述方案比较,结合本矿井年产量,经济因素以及采区服务年限的需要,最终选定方案二作为本矿井采区上山布置方式。
4.1.3采区上山的布置
轨道上山和运输上山均布置在中等稳定的岩层中,运输上山承担运输和采区回风的任务,轨道上山主要是为采区排矸、运料、通风、行人提供服务。
二条上山未在同一层位,可实现跨上山回采,上山两边不留煤柱。
两岩上山的巷道形状,考虑到巷道围岩性质、巷道服务年限、用途及位置确定两上山都为半圆拱形。
上山断面大小根据巷道净断面必须满足行人、通风、安全设施、设备的安装、检修和施工的需要确定运输山上的断面为5.1㎡、净高为2.3米、净宽为2.5米,轨道上山的断面为5.1㎡、净高为2.3米、净宽为2.5米。
支护材料用锚喷支护。
轨道上山、运输上山按倾角27°布置在岩层中。
运输上山长度为440m,轨道上山长度为440m。
表4.2轨道、运输上山参数表
名称
断面
形状
上山间距
m
斜长
m
倾角
°
护巷煤柱
支护形式
支护材料
净断面积
㎡
轨道上山
半圆拱形
20
440
27°
无
锚喷
钢筋砂浆锚杆
5.1
运输上山
半圆拱形
20
440
27°
无
锚喷
钢筋砂浆锚杆
5.1
轨道上山、运输上山断面图4-1、4-2:
图4-1石门、轨道上山断面图
图4-2运输上山断面图
第二节煤柱尺寸
阶段煤柱28m;无上山护巷煤柱;区段煤柱11m;采区边界煤柱20m。
根据资源储量报告提供的资料,井田内老窑开采深度一般在+100米水平,老窑大多与地表裂隙连通,积水较多,雨季时是矿井涌水的主要来源。
根据矿井现有的开采巷道布置,设计将+50m水平之上煤层作为上部防水煤柱;:
经过三次勘探,发现除6煤层顶板中细粒砂岩属微弱含水层外,其他地层均为隔水层或相对隔水层。
由于岩层含水性较弱,泥岩、砂质泥岩等遇水后又易膨胀,使断层带导水性受到阻碍,过断层时没有漏水现象。
计算防隔水煤柱:
(米)
3P为测得探放水水压
KP为岩石的抗拉强度
M为采高,
K为系数取2∽5
故留设采区边界防隔水煤柱20米可满足隔水要求。
为满足对区段轨道平巷的矿压影响与隔水要求,根据设计规范要求区段护巷煤柱留设11米,为满足对阶段运输大巷的矿压影响与隔水要求,根据设计规范要求留设阶段护巷煤柱28米,矿井的主副立井从煤层顶板穿煤层至煤层底板,按规定设计留设主副井井筒煤柱,井筒煤柱根据《“三下采煤”规程》要求留设,主副井筒护巷煤柱按一级保护要求设计,根据地表层厚30米,表土层移动角取45度,上山移动角取75度,下山移动角取57度,根据投影法求得保护井筒煤柱走向长度200米,倾向方向标高从-17.5∽-160。
第三节采区生产系统
4.3.1运输系统
1、运煤系统
工作面采用刮板运输机运输→运输平巷采用刮板运输机与带式输送机运输→运输石门采用带式输送机运输→运输上山溜煤眼自溜→运输上山采用溜槽连续运输→采区煤仓。
2、运料系统
采用1t材料车或平板车装运材料及设备,经采区下部车场→采区轨道上山→各车场→各区段轨道平巷→各工作面。
4.3.2排水系统
采掘工作面的水由区段轨道平巷的水沟→区段轨道运输石门水沟→排水巷排→轨道上山水沟→运输大巷水沟→自流至井底车场水仓→水泵排至地面。
4.3.3通风系统
1、采区风量计算
根据采煤面的相对CH4涌出量计算采煤面的风量Q面
Q面=0.1q相对×A×K1=0.1×5.84×696×1.3=529(m3/min)
式中:
q相对——采煤面的绝对CH4涌出量(m3/min)
A——采煤面的平均日产量(t)
K1,K2——通风系数,低CH4面,K1取1.3,高CH4面,K2取1.5~2.0。
表4.3根据工作面气温与风速的关系计算
回采工作面的空气温度(°С)
回采工作面的风速V(m/s)
≯15
0.3~0.5
15~18
0.5~0.8
18~20
0.8~1.0
20~23
1.0~1.5
23~26
1.2~1.8
Q面=60×V×S=60×1.5×5.4=488(m3/min)
工作面温度为23°С,工作面断面为5.4m2。
根据工作面人数计算:
Q面=4N=4×30=120(m3/min)
根据工作面炸药使用量计算:
Q面=25A=25×15=375(m3/min)
根据局扇额定吸风量计算掘进头的风量Q头
=2×150×1.3=390(m3/min)
式中:
Q局——局扇额定吸风量JBT-51(5.5kW)取150m3/分;JBT-52(11kW)取200m3/min
n——局扇同时运转台数(即需供风的掘进头数)
k——供风系数,岩巷1.2,半煤岩巷1.25,煤巷1.3
根据经验数据确定硐室风量Q硐:
①采区变电所70m3/分
②采区绞车房150m3/分
③采区水泵房150m3/分
根据上述参数计算采区总进风量Q采:
Q采=(∑Q面+∑Q备面+∑Q头+∑Q硐)·K
=(529+529×50%+390+370)×1.1=1709m3/分
式中:
∑Q面、∑Q头、∑Q硐——采区内所有采煤面、备用面、掘进头、硐室风量之和。
K——采区通风系数,取1.1;备用工作面用风量取生产工作面风量的50%。
采区工作面进风一律由轨道上山进风,采区工作回风一律区段运输石门回至运输上山,再回至回风石门,由回风石门回至回风大巷.
采掘工作面应尽量采用并联通风,不用或少用串联通风,有CH4突出危险的采掘面严禁串联通风。
通风设施的设置:
①、为保证风流不短路、不串联,保证用风地点的风量,应在必要的地点设置风窗、风帘、风桥、密闭等构筑物。
②、每组风门必须有两道(包括正向风门和反向风门),一般应设在平巷内,而不设在倾斜巷道中。
③、调节采掘工作面风量的风窗,一般应设在进风侧,开采突出煤层采掘面时,严禁将风窗设在回风侧。
4.3.4防尘系统
1、采区主防尘水管选用2寸钢管,铺设在
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