陈小兵毕业设计Word文档下载推荐.docx
《陈小兵毕业设计Word文档下载推荐.docx》由会员分享，可在线阅读，更多相关《陈小兵毕业设计Word文档下载推荐.docx（57页珍藏版）》请在冰点文库上搜索。
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
工业储量A+B+C
（万吨）
损失（万吨）
可采储量
备注
工业场地
井田境界
断层
开采
损失
其他损失
合计
Ⅰ
131.8
0.7
1.4
1.5
25.38
1.3
30.28
101.52
Ⅱ
165.4
—
2.1
1.6
32.1
1.2
37
128.4
297.2
3.5
3.1
57.48
2.5
67.28
229.92
表1.27煤矿井储量
7
259.7
1.04
2.08
2.23
37.76
1.93
45.04
214.66
326
3.12
3.48
47.75
1.78
56.13
269.87
585.7
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
煤层名称
煤层厚度（m）
最小最大平均
层间距
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煤
0～1.53
3～36
35
泥岩
无烟煤
极不稳定
0.22
11.13
粉砂岩
2煤
0～3.17
5～29
38
砂质泥岩
0.25
12.95
6煤
0～13.54
13～62
27
细砂岩
不稳定
1.21
40
中粒砂岩
7煤
0～9.58
6～79
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）
4.36
5.39
0.04
0.01
6.09
7.30
7568
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·
r
=775500-1090×
28×
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×
1.8×
1.49=114.5（万吨）
Z工7=Z地7－P=Z地－L×
b×
=1145000-1090×
1.49=106（万吨）
Z设7=Z工7×
=106（万吨）
Z可7＝Z设7×
C地（万吨）=106×
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）
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×
=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）
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
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
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；
：
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）
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）
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
∑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
升级会员 