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层面见大量植物化石及碎屑碎片,局部见完整的大羽羊齿化石并夹煤屑和炭质包裹体,厚0~18m,平均2.0m。

(3)6煤:

黑色,块状,局部粉末状,半金属光泽,亮煤为主,暗煤次之,厚0-4.5m,平均1.42m。

(4)粉砂岩:

灰~灰黑色,薄~中厚层状,水平层理,夹细砂岩条带和菱铁矿条带,局部见完整的植物化石及碎片,厚0~2.5m,一般为1.2m。

(5)细中粒砂岩:

灰~灰白色,中厚层状,水平层理及断续缓波状层理,成分石英为主,次为长石,云母,暗色矿物,硅泥质胶结,层面偶带绿色,夹薄层粉砂岩,厚6.85-35m,平均30m。

(6)粉砂~砂质泥岩:

灰~深灰色,薄层状,波状~缓波状层理,夹薄层细砂岩条带及菱铁质条带,厚0~4m平均2.0m。

(7)细砂岩、粉砂岩互层:

细砂岩,灰~深灰色,薄~中厚层状,缓波状层理,成分石英为主,次为长石,硅泥质胶结;

粉砂岩,灰~深灰色,薄层状,水平~缓波状层理,间夹细砂岩条带和菱铁质条带,厚23.4~46m,平均30m。

(8)粉砂岩或砂质泥岩:

深灰色~灰黑色,薄至中厚层状,水平~缓波状层理沿层面见植物化石碎片,厚0~5m,平均3.5m;

(9)7煤:

黑色,块状,局部粉末状,半金属光泽,亮煤为主,暗煤次之,含砂质包裹体。

煤层结构一般简单,局部复杂,煤厚平均在0~6.35m之间,平均煤厚1.1m,煤厚度变化很大,不稳定。

(10)粉砂岩或砂质泥岩:

灰色,薄层状,水平至缓波状层理,厚0.5~5m,平均为3.0m。

(11)细中粒砂岩:

灰~灰白色,中厚层状,水平至缓波状层理,成分石英为主,次为长石,云母,夹薄层粉砂岩,厚6.85-30m,平均20m。

1.2.2煤层概况:

本区内主含煤两层,即6、7煤层,其中6煤层为本区内主采煤层,7煤层为局部可采煤层且煤层结构较复杂,6煤层结构一般简单,局部复杂。

7从现27采区揭露情况看,6、7煤层只在11413线附近煤层赋存较好,而-51线与51线附近煤层赋存较差。

从钻孔揭露情况看,在31采区水平内除5002钻孔在标高-170.09m位置见7煤煤厚为5.32m1次外,已无其它钻孔在本区深部控制。

从现-160水平巷道揭露的情况看:

-160东南三石门见6煤二次,煤厚分别为2.0m、2.0m;

见7煤一次,煤厚为0.6m。

-160东南三石门底板巷内见6煤二次,煤厚分别为2.0m、0.2m;

见7煤三次,煤厚分别为5.0m,1.5m,1.5m。

在2963-3工作面一侧山内,见6煤煤厚点分别为1.6m、4.5m、3.0m;

在2963-3底板巷内,见6煤三次,煤厚点分别为3.1m、3.0m、1.5m。

在29-160反石门内,见7煤四次,煤厚点分别为2.0m、0.3m、0.3m、0.2m。

6煤揭煤点8个,可采有7个点,不可采有1个点;

7煤揭煤点7个,可采有4个点,不可采有3个点;

从现上水平27采区工作面采掘情况看:

2763-3工作面与2774-3工作面煤层赋存较好,从-80m水平已控制到-160m水平;

2763-3工作面平均煤厚约2.0m,2774-3工作面平均煤厚约1.3m。

但2764-3工作面与27613工作面(27613工作面实为6煤)经探掘后煤层赋存较差,出现小范围不可采带。

从上述情况看,本采区6煤为可采煤层,7煤为局部可采煤层。

1.3构造

本区构造比较复杂,整个采区为单斜构造,被F1断层所切割,形成上下两盘煤,采区西翼在-50线附近被F5平推断层所切割,东翼在49线附近被F6断层所切割,并伴有F26、Fa、Fb逆断层切割,同时F2层间断层有时也切割煤层,形成不可采带,整个采区北部受区域性层间断层F2的切割。

现将各断层分叙如下:

(1)牛形层间断层F1:

系区域性层间大断层,一般表现为正断层造成地层缺失,被F26、F27断层切割;

F1断层有时切割6、7煤层,在50线附近被F6断层切割后,使6、7煤层形成上下两盘;

并且F1断层造成6、7煤层在-50线附近深部缺失。

(2)茶公头层间断层F2:

它与F1断层近于平行,东西纵贯全区,走向北西,局部转向北东,近于北倾。

倾角较地层倾角大。

(3)F5平推断层:

走向近于南北至西北,倾向东至北东,倾角70度,落差为50m至64m,在-80水平有井巷控制,5102、-5083、-5001钻孔控制。

(4)F6断层:

位于50线至49线附近,走向近于南北向,走向长约500m,倾向东,落差大于200m,在本区切割F1断层和切割6、7煤层。

(5)F26逆断层:

位于50线两侧,走向东西,长约150m,倾向北,倾角约65度,落差约130m,本区5086钻孔,-80巷道有一处揭露,切割F1断层。

(6)F27逆断层:

位于50线两侧,走向北西,长约160m,倾向北东,倾角70度,落差约90m。

本区5001、5085钻孔及-80巷道各有一处揭露,并切割F1断层。

(7)Fa逆断层:

位于F6断层上盘,被F6断层所割,走向近于南北向,倾向北东,落差约为50m,在-80水平有井巷控制。

(8)Fb逆断层:

位于F6断层上盘,被F6断层所割,走向近于南北向,倾向北西,落差约为30m,在-80水平与-160水平有井巷控制。

1.4水文及瓦斯:

(1)31采区水文情况:

水文从上部揭露的情况看,井田内岩层含水性弱,断层导水性较弱,一般仅见潮湿、滴水现象。

31采区涌水量预测:

用比拟法计算涌水量:

公式Q3=Q2×

L3/L2

Q3:

31采区预测涌水量;

Q2:

27采区涌水量;

L3:

31采区走向长度600m;

L2:

27采区走向长度400m;

参数选用:

Q2:

实测27采区一般涌水量Q2:

15m3/h;

600m;

400m。

计算结果:

Q3=Q2×

L3/L2=15×

600/400=22.5m3/h

31采区一般涌水量22.5m3/h。

最大涌水量为3Q3=3×

22.5=67.5m3/h。

预计本采区水文地质条件简单。

(2)31采区瓦斯涌出量情况:

本矿井为低沼气井,根据现已掘的27-260m水平瓦斯涌出量情况来看,27采区瓦斯涌出量小于0.2﹪,没有多大变化,预计在31采区延伸水平瓦斯涌出量也不会有大的增加,但在巷道揭露煤层时,必须要加强通风瓦斯检查管理。

该区6、7煤层为低灰、低硫高发热量优质无烟煤,煤层无自燃现象

1.5储量计算:

本次储量计算6煤层分三块,块段煤厚点取本采区范围内的钻孔见煤点厚度、巷道见煤点厚度及最低可采厚度的平均值,对特厚点如5003钻孔-95.58m见煤厚6.35m则取本块段钻孔煤厚点与本块段巷道煤厚点的平均值参与计算。

块段平面积是在电脑内的1:

1000煤层底板等高线图上直接查询求得,倾角采用块段内平均倾角。

容重采用原黄沙区段勘探报告资料6煤为1.5T/m3、7煤取1.49T/m3,储量计算结果见附表。

1.6存在的问题:

(1)本31采区地质说明书是根据现有27-160m水平揭露的地质情况所提供的,其深部已无钻孔资料控制,只能作为探采地质说明书。

建议在本区进行补勘后再延伸;

或作两步延伸,边探边掘:

先延伸至-210m水平,并在-210m水平掘一探煤石门,探明本区构造后再延伸至-260m水平。

(2)F26断层下盘的6煤层是否已下至-260m水平还有待揭露,而F26断层下盘7煤层,局部有可采的可能,可布置一定工程量进行探掘。

(3)本区内Fa断层上盘的6、7煤层因无控制点,而49线钻孔又不理想,没有计算其6、7煤层储量,但可布置一定工程量进行探掘。

(4)采区北部F2断层切割6、7煤层有待进一步证实。

表131采区储量计算一览表

块段号

平面

积㎡

倾角

(度)

斜面 积㎡

煤厚

(m)

容重(T/m3)

储量

(万吨)

可采储量

6

1

18362

46

26433

1.89

1.50

7.5

6.4

2

9189

48

13733

0.95

1.5

1.9

1.7

3

8766

47

12853

1.8

1.6

合计

11.2

9.4

第二章采区地质、工业和可采储量

2.1采区地质、工业和可采储量计算

2.1.1.采区地质、工业储量计算

Q地=Q工=L6.1l6.1M6.1γ6.1+L6.2l6.2M6.2γ6.2+L6.3l6.3M6.3γ6.3

=7.5+1.9+1.8

=11.2(万吨)

式中:

Q地——地质储量Q工——工业储量

L——采区煤层走向长600ml——采区倾斜长ml=

——煤层倾角为43°

M——煤层厚度γ——煤的容重

2.1.2.采区可采储量计算

Q可采=L6.1l6.1M6.1r6.1c+L6.2l6.2M6.2r6.2+L6.3l6.3M6.3r6.3c

=7.5×

0.85+1.9×

0.85+1.8×

0.85

=9.4(万吨)

式中:

因M=m故取值同上一样c取0.85

第三章采区生产能力及服务年限

31采区采用双翼布置,集中生产。

采区按倾斜划分为二个区段,分别为-160m~-200m,-200m~-260m,现主要开采-160m~-200m,-200~-260待勘后延伸。

整个采区按二个工作面同时生产,矿井年工作日为330天。

(1)采区年生产能力A=A日×

年工作日=216.7×

330=7.2万吨/年

A日=k×

工作面长度×

日推进度×

采高×

容重×

工作面回采率

=0.8×

1.1×

60×

0.8×

1.8×

1.5×

0.95=216.7吨/日

k――工作面产量不均衡系数,取0.8

h――采区内掘进出煤系数,取1.1

n――采区内同时生产工作面个数,取2

(2)采区服务年限

采区服务年限=可采储量/年生产能力=9.4/7.2=1.3年

第四章采区巷道布置

4.1设计的原则和要求

(1)工程设计有利于采区在整个服务年限内的均衡生产;

(2)根据围岩性质和地质构造选择巷道位置,工程布置有利于巷道的支护与维护,保证巷道在整个服务年限内的完好可用性;

(3)合理充分地利用现有的巷道,在满足生产需要的前提下,做到总工程量尽可能小;

(4)工程布置有利于掘进和回采工作面的通风;

(5)由于-260m水平的开拓延期在2年以上,因此,本采区开采时,必须有独立的通风、排水、提升、行人系统。

4.2方案设计

4.2.1.采区巷道布置:

为了使采区巷道布置有利于掘进和回采,尽快地投入生产,减少初期投产工程量,缩短施工工期,根据地质构造,煤层赋存情况,结合本矿井现行生产情况,在技术上可行,安全上可靠,经济上合理的前提下,该采区设计为二个方案。

方案一:

31轨道上山(方位5°

、倾角+30°

)布置在采区的近中部,距六煤层的法线距离为30~40m的中、细粒砂岩的底板岩层中。

根据-160m东南底板大巷及–160m通风上山的位置,为使上下车场符合规程要求,同时有足够的储车能力,上部车场布置为逆向平车场,绞车房在-160m东南运输巷底板巷反石门左侧的位置。

通风上山布置在采区中部距轨道上山约15m的西边。

采区回风巷与-160m东南底板巷贯通。

中间区段在-200m水平,以方位9°

15'起平掘中部车场,然后以方位355°

掘-200m区段石门穿过6煤层。

工作面煤巷布置:

区段石门见煤后,在区段石门两翼同时布置-200m沿煤运输大巷与-160m回风巷,-200m沿煤巷掘至采区边界布置切眼贯通-160m回风巷进入回采。

方案二:

31轨道上山(方位65°

)布置在距离6煤层法线距约35m的中、细粒砂岩中。

根据现-160m东南运输大巷及-200m揭煤位置,为使上下车场符合规程要求,同时有足够的储车能力,绞车房布置在-160m东南运输大巷底板右侧。

通风上山布置在距轨道上山法线距约20m处,贯通-160回风运输大巷。

在-200m标高处起平为中部车场(方位79°

15'),-200m区段石门以方位0°

、坡度3‰穿过六煤层。

区段石门见煤后,在区段石门两翼同时布置-200m沿煤运输大巷与-160m回风巷,-200m沿煤巷掘至采区边界布置切眼贯通-160m回风巷,构成工作面通风系统,然后从切眼开始进行后退回采。

4.3方案比较

方案一

方案二

1、生产区域集中,运输条件好。

2、充分利用现有-160m的工程。

3、上部车场为逆向平车场,节约了巷道。

4、后阶段的岩巷工程量少。

1、区域集中,运输条件好。

2、利用了-160m的工程。

3、区段通风便利,易于调整。

4、轨道上山岩性好,较易维护。

5、前阶段岩巷工程较方案一少。

6、有利于对-260布置探采工程

1、绞车房位于7煤层中,轨道上山位于采空区以下,难以维护。

2、前期工程掘进工程多,制约以后工程接替。

3、-200接煤点近于采区西部,不利于形成双翼开采。

4、岩巷工程较方案二多。

1、后期工程区段石门较长。

2、绞车房绕道要经过一断层,较难维护。

结论:

由方案比较,从“经济上节省、技术上合理”考虑,方案二比方案一优越。

第五章采煤方法

31采区属倾斜煤层,煤层结构局部简单,根据煤层赋存情况和生产技术管理水平,机械化程度等情况的影响,采用单一走向长壁式采煤方法。

5.1开采要素

31采区沿倾斜为分二个区段,现主采-160~-200,-200~-260有待探煤后在进行准备开采。

-160~-200区段垂高40m,倾斜长度60m,-200~-260区段垂高60m,倾斜长度90m。

区段内两个双翼相向采煤工作面同时回采,工作面自两翼向中央推进,沿底板开掘采区溜煤眼、运料眼、行人眼及联络平巷。

接着在掘区段运输和回风平巷,并沿走向每隔40~60m掘一联络眼,当区段两平巷掘到采区边界后开切眼,构成系统后开始回采。

5.2采煤工艺

采煤工作面主要采用炮采为主手镐为辅落煤,人工攉煤溜入溜煤眼,由电瓶车拖运。

工作面用单体液压支柱配兀梁,采用“二梁五柱”齐梁错梁混合式,沿走向布置;

排距0.8m,柱距0.7m,“见四回一”。

工作面最大控顶距为2.4m,最小控顶距为1.6m,密集支柱切顶,全部垮落法管理顶板;

循环率85%,一大班一循环,边采边准,平均日循环进度为0.8m。

煤层赋存不稳定时,不宜使用单体液压支柱支护时,可采用圆木顶柱支护,但严禁使用木材顶柱与金属支柱混合使用。

上下安全出口不得低于1.6m,采面上下端头采用四对八梁支护,安全出口20m范围内必须超前加强支护。

采用回柱器或回柱绞车放顶。

回柱器安置于引巷离采煤工作面不少于10m的安全可靠地点。

5.3采面移溜方法

工作面支护好后移溜,先移机头,再移身和机尾。

机头、机尾可用液压柱推移,机身人工推移。

(1)顶板管理及采空区处理

顶板采用单体液压支柱配兀梁,2梁5柱,3排3空,工作面最大控顶距为2.4m,最小控顶距为1.6m,循环率为85%,一大班,先采后移柱,回柱放顶同时进行,切顶时需增设密集支柱,以利切顶和挡矸。

采空区采用全部垮落法管理顶板,回柱自下而上,采用调度绞车回柱。

(2)采区断层的处理:

采区遇断层的处理:

当采面后退式推近到断层时,断层上方采面采用保持倾斜方向不变,逐渐缩短采煤面长度,维护假机巷的方式进行采煤,与此同时,可沿断层另一侧顺着断层面方向掘补充斜风巷与上风巷连通,下采煤面采煤时亦按真倾斜推进,采煤面长度逐渐加长。

见下图。

(3)采面作业方式及循环方式

工作面采用三班采煤制,先采后移,移放同时;

循环方式:

打眼、支护、出煤、移溜、回柱放顶。

采面正规循环作业表(其它两班同样)`

第六章采区参数及区段的划分

6.1采区倾斜长度计算

采区倾斜长:

l=

=

≈147

6.2.采煤面斜长的确定

(1)区段煤柱的确定

采区倾角43°

,煤厚1.89m,顶板为属Ⅱ类中等稳定,区段煤柱可留11m。

(2)区段平巷(风巷、机巷和运巷)设计宽2.0m,高2.2m。

(3)采区最下部阶段隔水煤柱留设27m。

(4)采区煤层赋存不稳定,地质构造复杂,无大的断层,结合安陵矿实际情况,采煤面斜长设计为45m。

(5)采区边界煤柱留设10m,采区两边各留5m。

(6)采区上山煤柱留设20m。

6.3.区段斜长、标高及区段数目的确定:

(1)区段数目的确定:

采区斜长141m,结合湖南矿井的实际情况,采煤面斜长设计45m,采区划分为2个区段。

(2)区段斜长计算:

L斜长=L1+L2+2B=45+11+2×

2=60m

式中L1——采煤面斜长mL2——区段煤柱宽mB——区段平巷宽m

3)各区段平巷标高计算:

第一区段风巷标高为+100,运巷标高:

H=L斜长×

sin43°

=60×

=40.9m

h=-160-40.9=-200.9

所以第一区段运巷标高为-200.9,根据经验取-200。

下面标高计算同上。

第二区段运巷标高:

-241.8,取-260;

第七章采区生产系统

绞车房安装一台JTB1.2×

1-24型防爆提升机,配75KW电机,担负采区提升煤炭、矸石、下放设备、材料等提升任务。

提升能力为10.47万吨/年。

7.1运煤系统

工作面采落的煤,经溜槽→运输平巷→石门→-200m车场后经31轨道上山运到31上部车场→-160东南底板巷→-160m井底车场→主斜井到地面煤仓。

7.2运料及排矸系统

(1)运料(投产时):

工作面需要的材料设备在地面经主斜井,至-160m井底车场,-160m东南底板巷、31轨道上山、采区车场、区段石门、运输平巷到工作面。

(2)排矸:

掘进时所出的矸石→运输平巷→区段石门→采区车场→31轨道上山→-160m东南底板巷→-160m井底车场经主斜井运到地面。

7.3通风系统:

矿井的通风系统为中央混合式,采区风量计算如下:

7.3.1采煤工作面供风量:

(1)按瓦斯涌出量计算:

Qw=100×

Qgw×

Kgw=100×

0.25×

1.6=40m3/min

Qgw―采煤工作面沼气绝对涌出量,参考相邻采区,取0.25m3/min;

Kgw―工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,炮采可取1.6。

Qw―采煤工作面所需风量。

(2)按工作面进风流温度计算:

Qw=60×

uw×

Sw×

Kw产=60×

3.6×

0.9=155.52m3/min

uw―采煤工作面的风速,按其进风流温度取1m3/min

Sw―工作面有效通风断面,取最大控顶距和最小控顶距的平均

值,31采区最大,最小控顶距分别为2.4m、1.6m,采高1.8m,

取3.6m2

Kw―工作面的长度系数;

取0.9

(3)接工作面人数:

Q=4Nw=4×

15=60

Nw―采煤工作面最多人员,取15人;

4―每人每分钟应供给的最低风量为4m3/min。

(4)按风速进行验算:

按最低风速验算采煤工作面的最小风量:

Qw≥60×

Sw≥54m3/min

按最高风速验算采煤工作面的最大风量:

Qw≤60×

Sw≤864m3/min

即54m3/min≤Q采≤864m3/min

综上所述,采煤工作面Qw取160m3/min较合适。

∑Qwt=2×

160=320m3/min

7.3.2掘进工作面供风量

Qh=100×

Qgh×

Kgh=100×

0.2×

2=40m3/min

Qgh―掘进工作面瓦斯量,参考相邻采区取0.2m3/min。

Kgh―掘进工作面的瓦斯涌出不均匀和备用风量系数,取2。

(2)按掘进工作面人数计算:

Q掘=4N=4×

10=40m3/min

N―掘进工作面最多人数,取10人。

(3)按局部通风机吸风量计算:

Qh=∑Qhf×

Khf=200×

1.2=240m3/min

∑Qhf―掘进工作面同时运转的局部通风机额定风量的和,JBT-52(11KW)取200。

Khf―防止局部通风机吸循环风的风量系数,取1.2。

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