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    山西大同鹊山高家窑煤矿初步设计.doc

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    山西大同鹊山高家窑煤矿初步设计.doc

    0 太 原 理 工 大 学 毕业设计(论文)任务书 毕业设计(论文)题目: 山西大同鹊山高家窑煤矿初步设计 毕业设计(论文)要求及原始数据(资料): 毕业设计要求: 采矿工程专业学生毕业设计的选题,是针对某一矿井的原始条件,由指导 教师根据不同的煤层数目和井田范围,确定若干个题目,每个学生一个题目, 独立完成整个矿井设计。 一般情况下,每个教师指导 7-8 名学生,每个指导教师选定一个实际生产 的矿井作为选题的依据。 矿井初步设计包括文字说明书和七张图纸。设计采用 kcsjcad 软件完成, 图纸全部由计算机绘制。 图纸采用计算机绘制,要求图纸布置合理,图标清楚,尺寸标识准确、详 尽,各部分符合采矿制图标准的规定。 说明书力求文字简练、通顺、整洁、工整。一般包括封面、扉页、目录、 正文、附录、参考文献和索引等。说明书的书写、标题层次、标点符号、名词 术语、计量单位、数字、公式、插图、表格、注释、引文和参考文献等均要符 合科技图书的书稿要求。说明书正文一般不超过 120 页。 原始资料: 大同鹊山高家窑煤矿位于大同市左云县小京庄乡一带,行政区划隶属左云 县小京庄乡管辖,其地理坐标为: 东经112°3824112°4030, 北纬 39°453639°4648。 根据山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室文件晋煤重组办发 200992 号“关于大同鹊山精煤有限责任公司等二处保留矿井整合方案调整的 批复” ,大同鹊山高家窑煤矿井田范围由下列 6 个坐标拐点连线圈定(国家 6° 带),1954 年北京坐标系为: 1、X=4406531.000 Y=19643512.000 2、X=4404331.000 Y=19643549.000 3、X=4404281.000 Y=19640549.000 4、X=4404781.000 Y=19640541.000 5、X=4404759.000 Y=19639241.000 6、X=4406459.000 Y=19639213.000 井田形状为一不规则多边形,东西长 4.336km,南北宽 2.250km,井田面积 1 8.8097km2,批采 22(5)、25(8)号煤层。 5 号煤层厚 8.30m,8 号煤层厚 4.29m,层间距 29m,设计生产能力 120 万 t/a。 本井田内可采煤层共 2 层,分别为 22(5) 、25(8)号煤层 5 号煤位于太原组中下部,下距 K2 砂岩 41.66m,上距 19(3)号煤层 19.82m,煤层平均厚度为 8.3m,为全井田内稳定可采煤层,含 17 层夹矸, 煤层结构简单复杂。直接顶板为粉砂岩、细砂岩、砂质泥岩,厚度 0.53 14.98m,平均厚 8.30;底板为泥岩、中砂岩,厚度 2.134.05m,平均厚 2.98。22 号煤层顶板属半硬的岩石,底板属坚硬的岩石。 8 号煤位于太原组下部,上距 22(5)号煤层 29m。煤层平均厚度为 4.29m,为井田内稳定可采煤层,含 02 层夹矸,结构简单。直接顶板为泥岩、 中粗砂岩,厚度 4.177.96m,平均厚 5.74;底板为砂质泥岩、中砂岩、细 砂岩,厚度 1.973.58m,平均厚 2.93。25 号煤层顶板属坚硬的岩石,底板 属软弱的半坚硬岩石。 2007 年度瓦斯等级鉴定结果为:瓦斯绝对涌出量为 0.45m3/min,相对涌出 量为 1.65m3/t,CO2绝对涌出量 0.97m 3/min,CO2相对涌出量 2.53m3/t。 据山西省煤炭工业局综合测试中心 2009 年 8 月 19 日对高家窑煤矿 22 号煤 层做了检验报告,22 号煤层吸氧量为 0.63cm3/g,自燃等级为 II 级,自燃倾向 性为自燃。 据山西省煤炭工业局综合测试中心 2009 年 8 月 19 日对高家窑煤矿 22 号煤 层做了检验报告,22 号煤层火焰长度400mm,岩粉用量 65%,煤层煤尘有爆炸 性。在今后掘进、生产中应注意洒水防尘,定期清理巷道壁浮尘,以杜绝煤尘 爆炸事故的发生。 2 毕业设计(论文)主要内容: 井田概述和井田地址特征:矿区概述;井田地质特征;煤层埋藏特征;煤 质;其它有益矿产。 井田境界与储量:井田境界;地质储量的计算;可采储量的计算。 矿井工作制度及生产能力:矿井工作制度;矿井生产能力及服务年限 井田开拓:井田开拓方式的确定;达到设计生产能力时工作面的配备 矿井基本巷道与建井计划:井筒、石门与大巷;井底车场;建井工作计划。 采煤方法:采煤方法的选择;确定盘曲巷道布置和要素;回采工艺与劳动 组织;采(盘)区的准备与工作面接替。 井下运输:运输系统和运输方式的确定;运输设备的选择和计算。 矿井提升:主提升;副井提升方式及设备 矿井通风与安全:风量的计算;矿井通风系统和风量分配;计算负压及等 积孔;选取扇风机;安全生产技术措施。 经济部分:矿井设计概算;劳动定员和劳动生产率。 学生应交出的设计文件(论文): 高家窑煤矿初步设计说明书 ;井田开拓平、剖面图;采区巷道布置及机械 设备配备平、剖面图;巷道断面图;回采工艺图,矿井通风立体图(容易时期) 。 3 主要参考文献(资料): (1)徐永圻等, 煤矿开采学 ,中国矿业大学出版社,1999; (2)冷金龙等, 矿山井巷工程量计算手册 ,河北科学技术情报研究所出版, 1984; (3)陈炎光等, 中国采煤方法 ,中国矿业大学出版社,1991; (4)徐永圻等, 中国采煤方法图集 ,中国矿业大学出版社,1990; (5)刘吉昌等, 倾斜长壁开采 ,煤炭工业出版社,1993; (6)张荣立等, 采矿工程设计手册 ,煤炭工业出版社,2003; (7)张国枢等, 通风安全学 ,中国矿业大学出版社,2000; (8)王家廉等, 煤矿地下开采方法 ,煤炭工业出版社,1985; (9)杨坚等, 矿井提升运输选型设计 ,煤炭工业出版社出版,1981; (10) 煤矿安全规程 ,煤炭工业出版社,2006; (11) 煤炭工业矿井设计规范 ,中国计划出版社 2006; (12) 井巷工程 ,中国矿业大学出版社,1985; (13) 矿山供电 ,中国矿业大学出版社,1995; (14) 运输与提升 ,中国矿业大学出版社,1996; (15) 煤炭井巷工程综合预算定额 ,煤炭工业出版社出版,2008。 专业班级 采矿 0602 班 学生 王旭杰 要求设计(论文)工作起止日期 2010/3/82010/6/21 指 导 教 师 签字 日期 教研室主任审查签 字 日期 系 主 任 批 准 签字 日期 4 前前 言言 毕业设计是采矿工程专业最后一个教学环节,其目的是使本专业学生运用 大学阶段所学的知识联系矿井生产实际进行矿井开采设计,并就本专业范围的 某一课题进行较深入的研究。以培养和提高学生分析和解决实际问题的能力, 是学生走上工作岗位前进行的一次综合性能力训练,也是对一个采矿工程技术 人员的基本训练。 本次设计的内容是大同高家窑煤矿 5、8 号煤层开采初步设计。是在高家 窑煤矿井田概况和地质特征的基础上,结合搜集到的其它相关原始资料、运用 所学知识、参考煤矿开采学 、 煤炭工业矿井设计规范 、 煤矿矿井开采 设计手册等参考资料,在辅导老师深入浅出的精心指导下独立完成。在设计 的过程中我受益非浅。此次毕业设计是根据国家煤炭建设的有关方针、政策, 结合设计矿井的实际情况,遵照采矿专业毕业设计大纲的要求,在收集、整理、 查阅大量资料的前提下,运用自己所学的专业知识独立完成设计的。 通过本次设计,我看到了许多以往自己欠缺的地方,提高了综合能力,知 识水平有了很大的提高,由于本人的初次设计,错误难免,恳请各位老师指正。 本次设计的指导老师为曲民强老师,同时还得到了田取珍、孙惠民、张东 峰、陈慎心、丰建荣、王开、李慧等老师的悉心指导,他们在许多方面给予了 宝贵意见,为了帮助我们顺利、正确地完成毕业设计,经常加班加点,牺牲了 大量的工作时间和业余时间,在此表示衷心的感谢和深深的敬意! 由于本人水平有限,设计中难免存在错误和不足,恳请各位老师批评指正。 学生:王旭杰 2010 年 6 月 11 号 5 摘摘 要要 本次设计是开采大同鹊山高家窑煤矿 5 号、8 号煤层,设计图纸共七张,说明书 共十章。根据采矿工程的需要和特点,重点设计为第四、六、九章,其他如井底车场、 井下运输及提升设备仅做一般的选型计算。 大同鹊山高家窑煤矿位于大同市左云县小京庄乡一带,行政区划隶属左云县小京 庄乡管辖,该矿东距大同市约 70km,北距左云县城 28km,矿区距左云朔州公路 5km,南距北同蒲铁路岱岳站 36km,西北距右玉县城(梁家油坊)28km。该矿东有 左云经马道头、吴家窑的省级干线公路,在陈家堡与大运公路相接,井田西南有右玉 经玉井至山阴的公路干线,并与大运公路相接,另外井田内周边均有简易公路与以上 两条公路高速相接,交通较为便利。 本井田的煤层埋藏较浅,本井田位于大同煤田中部西缘,为低山丘陵地貌,地表 大部被黄土覆盖,基岩零星出露,植被少,树枝状“V”字形沟谷发育,地势总体为 东南高、西北低,最高点位于井田东南部边界处,海拔为 1550m,最低点位于井田西 北部的沟谷中,海拔为 1425m,最大相对高差为 125m。 本井田内有多层煤,但此次设计只考虑 5 号、8 号煤层,平均厚度分别为 8.30m、4.29m。煤层均有煤尘爆炸性,煤层自燃倾向为自燃。矿井属于低瓦斯矿井, 瓦斯绝对涌出量为 0.45m3/min,相对涌出量为 1.65m3/t。 本井田划分为 90 个带区,采用双斜井开拓方式,回采工艺采用后退式、综采放顶 煤机械化采煤法,采用“四六制”作业制度。工作面的设备有双滚筒采煤机、放顶煤液 压支架、可弯曲刮板运输机、破碎机、转载机等。采空区采用全部跨落法处理顶板。 本矿井设计年产量为 120 万吨,采用一套综采来满足产量的要求。 矿井运输大巷采用皮带运输作为主运输,采用连续牵引车作为辅助运输,矿井通 风采用轴流式扇风机分区、抽出式通风方式。 关键词:瓦斯;顶板管理; 综采放顶煤。 6 Abstract This design is mines the GaoJiaYao coal mine 5,8 coal beds, design paper altogether seven, the instruction booklet altogether ten chapters. According to the mining engineering needs with the characteristic, the key design for fourth, sixth, ninth chapters, other like mine bottom station, the mine shaft transportation and the lift technique only makes the common shaping computation. GaoJiaYao coal mine in Datong Queshan caijiayao Jing Zhuang Zuoyun small area, administrative division under the jurisdiction of Zuoyun Xiaojing Zhuang, mine west of Datong City, about 70km, south of Zuoyun town 28km, mine from Zuoyun - Shuozhou Highway 5km, north of Lu Daiyue Beitongpu Rail Station 36km, from the Northwest Youyu County (liangjiayoufang) 28km. Mine is east Zuoyun head of Jockey Road, Wu caijiayao provincial trunk roads Chen Jiabao and the Grand Canal connecting roads, Ida southwest youyu by Yuching to Sanin's highways and roads compared with the Grand Canal Then, another Ida Road and within the periphery are more than simple high-speed connecting the two roads, traffic is convenient. Shallow burial of the mine field of coal, the coal field is located in the central western edge of Datong coal, the hilly topography, most of the surface was covered by loess, bedrock outcrops sporadically, little vegetation, dendritic “V“ shaped valley development, topography generally high for the southeast to northwest, the highest point in south-eastern border, Ida, an altitude of 1550m, the lowest point in the Ida valley north-west, the altitude of 1425m, the maximum relative height difference of 125m.There are several coals inside this area, but this time design consider No.5 and No.8 coal seam, The average thickness is 8.30 ms and 4.29ms.Each coal seam all have an explosion and the spontaneous combustibility.Mineral well the gas be low to belong to a low gas mineral well and the coal seam gas is opposite to gush to measure for the 1.65 m3/t. This well farmland divides the line to 90 to take area, adopt slope to expand a way,use the tully-mechanized top-coal caving mining at a time whole highth of adopt a coal craft adoption to retreat a type, the adoption homework system of“46 systems “.Work faces of the equipments have a double to carry adjustable double rollers to adopt coal machine, slippery move a support and can curve to pare off plank conveyance machine, crusher, turn to carry machine.etcCrest plank management adoption slippery move a support, adopt empty area the adoption all acrosses to fall a method management a crest plank. This mineral well design year yield is 1200,000 ton, adopt one fully mechanized longwall mining with top coal drawing working area and one normal mechanized longwall mining working area to meet the need of the output. The mine pit transports the big lane to use the leather belt transportation to take the host transportation, uses the continuous tractor to take the assistance transportation, mine ventilation uses the axis to flow the type air machine district, to extract the type to ventilate the way. Key Word:gas;Roof control; Fully-mechanized top-coal caving mining 7 目录目录 前前 言言5 摘摘 要要6 ABSTRACT7 目录目录8 第一章第一章 井田概述和井田地质特征井田概述和井田地质特征10 第一节 矿区概述10 第二节 井田地质特征11 第三节 煤层的埋藏特征18 第四节 煤 质.23 第五节 其它有益矿产28 第二章第二章 井田境界与储量井田境界与储量29 第一节 井田境界29 第二节 地质储量的计算29 第三节 可采储量的计算.31 第三章第三章 矿井工作制度及生产能力矿井工作制度及生产能力32 第一节 矿井工作制度32 第二节 矿井生产能力及服务年限32 第四章第四章 井田开拓井田开拓33 第一节 井田开拓方式的确定33 第二节 达到设计生产能力时工作面的配备35 第五章第五章 矿井基本巷道与建井计划矿井基本巷道与建井计划37 第一节 井筒、石门与大巷37 第二节 井底车场39 第三节 建井工作计划39 第六章第六章 采煤方法采煤方法41 第一节第一节 采煤方法的选择采煤方法的选择41 第二节 确定盘曲巷道布置和要素46 第三节 回采工艺与劳动组织47 第四节 采(盘)区的准备与工作面接替49 第七章第七章 井下运输井下运输51 第一节 运输系统和运输方式的确定.51 第二节 运输设备的选择和计算.51 8 第八章第八章 矿井提升矿井提升53 第一节 主提升.53 第二节 副井提升方式及设备.56 第九章第九章 矿井通风与安全矿井通风与安全62 第一节 风量的计算62 第二节 矿井通风系统和风量分配64 第三节 计算负压及等积孔65 第四节 选取扇风机68 第五节 安全生产技术措施70 第十章第十章 经济部分经济部分73 第一节 矿井设计概算73 第二节第二节 劳动定员和劳动生产率劳动定员和劳动生产率74 参考文献参考文献79 致致 谢谢80 外文资料外文资料81 中文翻译中文翻译85 9 建井工作计划建井工作计划 一、矿井建设方式 土建工程和矿井工程同时开工,机电安装工程根据建设周期和资金到位情况统筹考 虑,在矿井工程的主、副斜井分别与井底车场、硐室、运输大巷、轨道大巷贯通后,随 施工进度工期情况及时安装主斜井、副斜井提升设备、回风立井通风机设备和中央变电 所设备,永久生产系统逐步到位。 矿建、土建、安装三类工程应平行作业,同期移交。矿井建设考虑采用一次设计, 一次建成的方式,主要理由如下: 1、分期建设、分期投产方式生产与施工相互干扰,对生产组织不利。 2、有利于尽早向集团公司提供足量的煤炭。 二、施工方法 在矿建、土建、设备安装三类工程的施工中,应尽力提高机械化水平,三类工程的 施工应充分利用时间和空间,采取平行交叉作业,加快建井速度,缩短建井工期。合理 使用人、材、物力,提高矿井建设的经济效益,地面生产系统应与矿井同步建设,同步 投入使用加快建井速度的措施和建议 1、做好矿井施工前的准备工作,确保矿井开工后能连续施工。 2、主立井进入基岩段,改为锚喷支护以加快巷道施工速度。 三、矿井移交标准 矿井移交标准如下: 一个带区一个工作面,全部掘进设备安装到位。 项目完成时井筒工程量1624m 左右,煤巷7793m 多米,同时,地面生产及辅助设施 也应同步完成。 四、施工进度指标确定 施工进度指标的确定以 煤炭工业矿井设计规范 为依据,同时参考了国内施工队 伍的实际水平进行确定,井巷工程施工进度具体指标确定如下: 斜井表土段: 20m/月 斜井基岩段: 70m/月 立井井筒表土段: 20m/月 立井井筒基岩段: 70m/月 煤巷: 400m/月 倾斜岩巷: 100m/月 硐室: 300m³/月 五、建井工期 10 矿井施工工期为22个月,井巷工程与地面设施同步施工,同步建成。井巷工程施工 进度详见施工进度图 5-3-1,井巷工程量汇总表 见5-3-1。 表5-3-1 井巷工程量汇总表 井巷长度(m)序 号 工程名称 煤巷半煤岩巷岩巷合计 1主斜井(表土段)58.7 2主斜井(基岩段)663.8663.8 3副斜井(表土段)56.3 4副斜井(基岩段)581581 5回风立井(表土段)24 6回风立井(基岩段)241241 7 井底车场硐室 1042m³1042m³ 16运输大巷705705 17轨道大巷570570 18回风大巷14601460 19共用运输巷776 2250101 工作面材料车场160160 2350101 工作面运输巷10721072 2450101 工作面回风巷10721950 2550101 回采工作面160180 30 合计 5815 1042 m³ 1645.88502.8 第六章第六章 采煤方法采煤方法 第二节第二节 确定盘曲巷道布置和要素确定盘曲巷道布置和要素 本矿井开采 5 号、8 号煤层,5 号煤层的平均厚度为 8.3m,8 号煤层的平均厚度为 4.29 m,两煤层的层间距为 29m,本矿井采用集中大巷联合布置:运输大巷和轨道大 巷布置在 8 号煤层中,回风大巷布置在 5 号煤层中。 一、盘区巷道布置方案一 采用集中大巷布置分煤层开采的方式对井田进行开采,即将运输大巷和轨道大巷 布置在 8 号煤层中,将回风大巷布置在 5 号煤层中,采用下行式开采,即 5 号煤层采 完之后,再采 8 号煤层。采用一盘区一工作面的带区准备方式,轨道大巷和运输大行 掘至一定位置后,掘进进风行人斜巷和材料运输斜巷至 5 号煤层,并采用双巷掘进运输 顺槽和轨道顺槽,至采区边界时,开切眼贯通运输顺槽和轨道顺槽,运输顺槽通过集中 11 运输巷连通运输大巷,轨道顺槽连通回风大巷和轨道大巷。下一工作面的掘进出煤可 经集中运输巷经溜煤眼溜至运输大巷。即盘曲共用一个溜煤眼。安装工作面设备后可 进行工作面的回采,具体布置见采区巷道布置图。 二、盘区巷道布置方案二 采用集中大巷布置分煤层开采的方式对井田进行开采,即将运输大巷和轨道大巷 布置在 8 号煤层中,将回风大巷布置在 5 号煤层中,采用下行式开采,即 5 号煤层采 完之后,再采 8 号煤层。采用一盘区一工作面的带区准备方式,轨道大巷和运输大巷 掘至一定位置时掘进进风行人斜巷和材料运输斜巷至 5 号煤,并继续开掘运输顺槽和 回风顺槽至井田边界,然后开掘开切眼,运输处煤经溜煤眼至运输大巷,进风通过行人 进风斜巷与运输大巷相连,本条带的掘进出煤经溜煤眼至运输大巷,下条带的掘进出 煤经下条带的溜煤眼至运输大巷。即每条带单独用一个溜煤眼。安装工作面设备后可 进行工作面的回采,具体布置见采区巷道布置图。 三、技术比较: 方案一:多个工作面共用一个溜煤眼,减少了行人进风斜巷,很大地节省了岩巷 工程量,增加了一条集中运输巷,加大了煤巷工程量,但相比较煤巷掘进费用远低于 岩巷掘进费用。此方案使运输更加容易,生产更加安全;大巷需求长度短,投产快, 生产系统简单。 方案二:每个工作面单独用一个溜煤眼,一个行人进风斜巷,加大了工程量,掘 进费用高。巷道布置简单,生产系统简单。 经济比较: 掘进费用:方案一,多个工作面共用一个溜煤眼,溜煤眼深度 29m,多开掘一条 集中运煤平巷,方案二,每个工作面多打一条进风行人斜巷,开掘多个溜煤眼,溜煤 眼和进风行人斜巷均为岩巷,费用高。 维护费:明显方案一的维护费用小于方案二的维护费用。 经过技术与经济比较后分析,方案一的工程量比较小,掘进费用低,技术上先进, 经济上合理,安全上可靠。 运输也更加方便集中,满足煤矿安全生产的要求,最终 选取方案一作为实施方案。 确定的方案一采用双巷掘进的方式掘进工作面的运输顺槽和轨道顺槽,工作面回采时, 密闭另一条巷道,采用一进两回的通风方式,工作面长度为 160m,采高 3.0m。采用倾斜 长壁综采放顶煤开采,工作面布置放顶煤液压支架,双滚筒采煤机,刮板输送机,双巷 之间保护煤柱留设 10m。 第三节第三节 回采工艺与劳动组织回采工艺与劳动组织 一、回采工艺 该煤矿井田地质条件较简单,无断层,煤层倾角平缓,该煤层平均厚度为8.30m, 顶、底板较稳定。根据煤层赋存情况和开采技术条件, 确定采用综采放顶回采工艺方 12 式。 回采工艺过程如下: (一)采煤机落煤 采煤工作面使用双滚筒采煤机,其布置方式为:面向工作面时,采煤机的右滚筒 应为右螺旋,割煤时顺时针旋转;左滚筒为左螺旋,割煤时逆时针旋转。采煤机运行 时,其前端的滚筒沿顶板割煤,后端滚筒沿底板割煤,这种布置方式司机操作安全, 煤尘少,装煤效果好。 工作面割煤方式为往返一次割两刀,这种割煤方式效率高,适用于煤层赋存稳定、 倾角较缓的综采面。 采煤机的进刀方式为工作面端部斜切进刀,使用割三角煤进刀方法,其进刀过程 为:当采煤机割至工作面端头时,其后的输送机槽已移近煤壁,采煤机机身处尚留 有一段下部煤;调换滚筒位置,前滚筒降下、后滚筒升起并沿输送机弯曲段返向割 入煤壁,直至输送机直线段为止。然后,将输送机移直;再调换两个滚筒的上下位 置,重新返回割煤至输送机机头处;将三角煤割掉,煤壁割直后,再次调换滚筒位 置,返程正常割煤。 (二)移架 液压支架的移架方式采用单架依次顺序式,支架沿采煤机牵引方向次前移,移动 步距等于截深,支架移成一条直线,该方式操作简单,容易保证规格质量,操作安全, 工作面环境好。 (三)综采面工序配合方式 综采面割煤、移架、推移输送机采用及时支护的配合方式,即:采煤机割煤后, 伸直护帮板, 输送机逐段移向煤壁,推移步距等于采煤机截深,采煤机割完第二刀后进 行推溜、移架、放顶。这种支护方式,推移输送机后在底座前端与输送机槽之间没有 一个截深富裕量,比较能适应周期压力大及直接顶稳定性好的顶板,但对直接顶稳定性 差的顶板适应性差。若煤壁容易片帮时,可在前滚筒割过后将护帮板伸平,护住直接 顶,随后推移输送机 。 (四)综采面端头作业 综采面端头支护方式采用与放顶煤液压支架配套的端头支架,采用端头放顶煤技 术放落工作面两端的顶煤,提高工作面顶煤回收率。 (五)放顶煤 工作面采用随采随放追机作业,采煤机在工作面端头斜切进刀,截深 600mm, 双向割煤。放煤步距为 0.6m。采煤机端头进刀割煤移架推移输送机采煤机在 机尾进刀割煤推移输送机。工作面在第二刀开始割煤随采随放,移架滞后于采煤 机割煤,推移输送机滞后于移架。 二、劳动组织形式 根据工作面情况,采煤司机、机电维修、安全员、瓦斯监测员、送料工、开溜工、 泵站司机、顺槽皮带司机为专业工种,由专人负责;其它工作均由综合工种完成。 采煤工作面劳动组织见表 6-3-1 表6-3-1 劳动组织表 序号工种出勤人数合计 13 一班二班三班 检修 班 1班长兼质量检查22228 2采煤司机333312 3刮板输送机司机33343 4运输机司机11125 5转载机司机11125 6泵站司机11125 7放煤工2226 8电工、检修工11125 9瓦斯员11114 10支架工333413 11运料工22228 12浮煤清理工2226 13端头工22228 14其他人员22239 合计26262629107 采煤工作面技术经济指标表 6-3-2 表6-3-2 序号项目单位指标 1 工作面长度 m160 2 煤层厚度 m8.30 3 煤层倾角度 2-4 4 回采率 %89.4 5 循环进尺 m0.6 6 平均日产 t4727.3 14 7 平均月产万t 11.82 8 月正规循环率 %85 9 工作面效率t/工 44.2 10 全员效率t/工 34.0 11 在册人数人 139 12 截齿消耗个/万吨 10 13 坑木消耗 m³/万吨 6 14 乳化液消耗/万吨 20 15 黄油消耗/万吨 15 16 齿轮油消耗/万吨 15 第四节第四节 采(盘)区的准备与工作面接替采(盘)区的准备与工作面接替 一、巷道断面和支护形式 巷道断面尺寸根据运输、通风、行人、管线敷设等要求而定,各类巷道视围岩条 件、服务年限、用途等不同,采用不同的断面及支护形式。主副斜井、运输大巷、轨 道大巷为半圆拱断面,主副井为锚喷支护,运输大巷、轨道大巷、回风大巷为锚网喷 支护。集中运输巷、运输顺槽、轨道顺槽和回风大巷均采用矩形断面,顺槽采用锚杆 支护,具体尺寸和支护形式见巷道断面图。 二、巷道掘进进度指标 根据煤炭工业矿井设计规范,参照本矿经验,巷道掘进进度指标采用如下数 值: 煤巷:400m/月; 岩石平巷:100m/月; 硐室:250 m3/月; 煤仓、溜煤眼:70m/月; 进风行人斜巷:100m/月; 回风立井:70m/月。 三、掘进工作面个数和掘进面的机械配备 为了保证采煤工作面正常接替,根据回采工作面和掘进工作面的推进速度,全矿 配备两个综掘工作面。综掘工作面配备 EBJ-120TP 掘进机、YBT62-2 型局部扇风机等 设备。 综掘工作面机械设备配备见表 6-4-1 表 6-4-1 综 掘 工 作 面 机 械 设 备 配 备 表 数 量 备注 序 号 设备名称设备型号 容量 (kW ) 单 位 使用 备用 合 计 15 1 掘进机 EBJ-120TP120 台 11 2带式转载机QZP-1607 台 11 3 胶带输送机STJ-800/4040部11 4 湿式除尘器SCF-618.5台11 5气动锚杆机MQT-120/2.7 台 112 6激光定向仪JK-3 台 11 7调度绞车JD-11.411.4 台 22 8局部扇风机YBT62-228 台 224 9探水钻HQ-150A7.5 台 112 10小水泵KWQB20-75/55.5 台112 四、矿井达产时采掘比例关系、掘进率和矸石预计 根据回采工作面和掘进工作面的推进速度,经计算后,确定矿井采掘比为 1:2, 即矿井达产时配备一个回采工作面和两个掘进工作面。 由于该矿巷道基本为煤巷,预计矸石量约占总产量的 3%左右,即矸石量为 4.68 万 t/a。 五、工作面接替 50101 工作面推进长度为 1710 米,年推进度为 1047m,即每个条带采煤时间为 290 天左右。工作面接替采用顺序接替,即先采 50101 再采 50102、50103、50104 依次开采。顺槽掘进以可以满足工作面接替为宜。大巷掘进以超前掘进工作面 100 米 左右为宜。由于采用综掘,本矿井的掘进可以很容易就满足。 第七章第七章 井下运输井下运输 第一节第一节 运输系统运输系统和运输方式的确定和运输方式的确定 根据选定的开拓方案,运输大巷内煤的运输采用胶带输送机运输。轨道大巷采用连 续牵引车牵引,采用600毫米轨距30Kg/m钢轨。盘区平巷内辅助运输也采用连续牵引 车牵引。 各带区采出的煤,通过工作面运输平巷、共用运输巷、溜煤眼至运输大巷、井底 煤仓、再通过主斜井运至地面。 各带区所需的材料和设备,通过副斜井下放至井底车场,再通过井底车场、轨道 大巷、条带材料车场至轨道顺槽运至各工作面。 16 各带区掘进所出的矸石,通过工作面轨道顺槽、轨道大巷、井底车场,通过副斜 井将矸石提至地面。 各井巷钢轨类型:轨道大巷30kg/m;工作面轨道平巷22kg/m。 各巷道断面见巷道断面图。 第二节第二节 运输设备的选择和计算运输设备的选择和计算 一、矿车、材料和人车 为满足井下材料、人员、矸石、设备的运输,布置轨道运输大巷,目前,矿井辅 助运输方式正在不断完善与发展中,并向多元化发展,新型的辅助运输设备也各有优 缺点及适用条件,一般有以下几种:无轨胶轮车,卡轨车,齿轨车,单轨吊车,连续 运输车等,结合本矿特点,综合考虑采用连续牵引车作为辅助运输。 连续运输车技术参数见表7-2-1。 表7-2-1 连续牵引车技术参数 型号使用地点 绞车功率 (kW) 绳速(m/s) 最大倾角 牵引重量 (t) 适用运距 (m) SQ- 1400/110 轨道大巷 轨道顺槽 1100.22.5 8° 30 2500 (一)矿车选型 本矿生产能力为1.2Mta,各类矿车均选用600mm轨距一吨系列矿车即能满足要 求。 运矸采用1t固定箱式矿车,型号MG1.1-6A; 材料运输选用1.5t材料车,型号MC1-6B; 设备运输选用3t平板车,型号MP3-6; 运人采用平巷人车,型号PRC8-6/6。 (二)矿车数量 矿车数量根据煤炭工业设计规范的要求和该矿实际情况,各类矿车数量见表 7-2-2。 表7-2-2 各类矿车数量表 单位:辆 矿车类型矿车型号矿车数量备注 1.5t材料车MC1-6B20 3t平板车MP3-628 平巷人车PRC8-6/610 二、大巷内运输设备的选型和计算 根据煤炭工业设计规范 ,结合当前最新的设计思想及理念,本矿井开拓巷道均 采用煤巷,这样,井下运输不采用传统的电机车运输方式。布置胶带运输机大巷采用胶 带运输,运输能力大,连续性强,易于增产,管理简单,是大中型矿井合理的大巷运 输方式,根据运量与运距,运输大巷采用 DX4-GX1000胶带输送机运输能力1000吨/ 时,输送长度2000米,带宽1000毫米,配套电机功率3×375千瓦。 17 第八章第八章 矿井提升矿井提升 第一节第一节 主提升主提升 本矿井年产量为A=1.2M t/a,矿井工作制度为四六制,年提升时间按br=330d/a, 日净提升时间按t=16h计。矿井为斜井单水平带区开采,提升方式为斜井大倾角胶带输 送机提升,散煤密度取r=1.10t/m3。 一、设计依据一、设计依据 1、生产能力:

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