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矿井设计按年工作日按300d计算,每天净提升时间14h,确定二矿设计生产能力为4.35Mt/a。
2005年山西省煤炭工业局以晋煤规发[2005]256号文下发《关于2005年省属煤炭集团公司及地方国有煤炭企业部分生产矿井生产能力核定的批复》,批准国阳二矿的核定能力为7.2Mt/a。
根据2005年底储量估算结果:
保有地质储量821.54Mt,期末可采储量473.91Mt。
按设计生产能力4.35Mt/a,可采储量473.684Mt,取储量备用系数1.4,矿井服务年限为78年。
按核定生产能力7.2Mt/a,储量备用系数采用1.4,矿井服务年限为47a。
三、矿井开拓部署
在井田的北部建立工业广场,采用主斜井-副立井-石门大巷开拓方式。
现使用主要井筒14个,分别为:
主斜井(2个):
东、西主斜井分别装备钢绳芯胶带提升机、钢丝绳牵引胶带输送机,担负矿井主提升任务;
副立井(2个):
装备落地式多绳磨擦轮提升机,担负矿井辅助提升任务;
材料斜井(1个):
任液压支架等大型材料的提升任务;
专用进风井(4个):
桑掌进风井、南山进风井、龙门进风井、1#进风井;
回风井5个:
南山回风立井、桑掌回风立井、大南沟回风井(由一号斜井和二号斜井并联组成)、龙门回风立井、北茹回风立井。
主要通风机全部采用抽出式工作方法,分别形成南山、大南沟、桑掌、龙门、北茹五个分区抽出式通风系统。
回风井分别装备两台同等能力、同等型号的通风机,其中一台工作,一台备用。
通风机型号见下表。
主通风机
安装地点
主通风机型号
类型
电机额定
功率(kw)
龙门
BDK-8-No29
轴流式
630×
2
北茹
AGF606-3.12-1.68-2
1600
南山
GAF31.5-19.1
1800
大南沟
GAF25-15-1
1250
桑掌
K4-73-01No33.5
离心式
2500
矿井总回风量为56120m3/min,总进风量46095m3/min。
矿井设560、470两个主水平和一个390辅助水平对井田内的各煤层进行统一考虑、联合开采。
其中560水平布置有东丈八、一南翼、二南翼三组轨道运输和回风石门大巷,主要开采的3#、8#、9#、15#煤层;
470水平布置有西翼、南翼二组轨道运输和回风石门大巷,开采15#煤层和深部的8#、9#煤层;
390水平开采15#煤层。
各个水平都分西、南两翼同时生产,在大巷两侧布置上(下)山采区。
各煤层都是自上而下开采,采区由近而远向井田边界前进式推进,采煤工作面为后退式开采。
大巷主运输采用14t、20t架线式电机车牵引3t、4t底卸式矿车,辅助运输采用10t架线式电机车牵引1t固定式矿车。
560水平和470水平分别设有主运输与辅助运输井底车场。
两个主井车场都采用梭式调车系统,副井车场采用环形调车系统,可以满足运煤和材料、矸石、人员的需要。
560主井车场通过能力为453万t/a,470主井车场二套卸载装置通过能力为590万t/a。
四、采区准备方式
在采区布置上,充分发挥“三大”优势,即扩大采区范围、增大工作面长度和加大工作面推进度,为采用新设备、新技术、新工艺,提高回采工作面单产创造良好条件。
双翼采区一般布置4条采区准备巷,即1条轨道运输巷,1条皮带运输巷和2条回风巷,单翼采区布置有轨道巷、皮带巷和回风巷3条准备巷。
回采巷道的布置主要考虑回采工作面通风瓦斯情况。
开采3#煤、8#煤和12#煤的回采工作面通风系统为“U+L”型通风,即一个回采工作面配一条进风巷、一条回风巷、一条专用排放采空区瓦斯的外错尾巷;
开采15#煤的回采工作面为“U+I”型通风,即一个回采工作面配一条进风巷、一条回风巷、一条专用处理落山瓦斯的内错尾巷。
矿井现有生产采区8个,分别是:
3#煤13采区、15采区,8#煤13采区、12采区;
15#煤8采区、10采区、7采区,9采区;
准备采区2个,分别是:
15#煤11采区、12采区。
全矿有成建制采煤队5个,其中综放队3个、综采队2个;
掘进队11个,其中综掘队8个、普掘队3个。
五、采煤方法
采区内布置走向长壁工作面,后退式开采,全部垮落法处理采空区。
开采3#、8#和12#煤层采用一般综合机械化回采工艺,开采15#煤层采用放顶煤综合机械化回采工艺。
六、矿井瓦斯、煤尘和煤炭自燃
根据山西省安全生产监督管理局文件“晋安监煤字[2004]262号《关于对阳泉煤业(集团)有限责任公司所属煤矿2004年度瓦斯等级鉴定的批复》”,本矿井瓦斯相对涌出量:
15.44m3/t,绝对涌出量为254.91m3/min。
二氧化碳相对涌出量:
3.53m3/t,绝对涌出量为42.03m3/min。
属高瓦斯矿井。
3、8号煤层具有煤尘爆炸性。
15号煤无煤尘爆炸性。
矿井自燃危险等级为不易自燃。
第二节采区地质特征
一、采区位置及范围
390水平15号煤层11采区,地表位于太旧高速公路北茹至龙门段以西、旧龙门村南北一带。
井下东部以高速公路规划煤柱为界,西部为井田边界,北部为北龙门大断层,南部以390水平大巷保护煤柱为界,走向长度2189m,倾斜长度1007m,面积2204300m2。
(为了便于课程设计,采区范围修改为走向长度2000m,倾斜长度1000m)
邻近15#煤九采区和十二采区正在掘进送巷,尚未进行开采。
上部3#煤层不可采,8#煤层未设计开采。
二、地质构造特征
采区总体上为一单斜构造,东部高西部低,向南西倾伏,煤层倾角2°
~15°
,平均9°
。
其上宽缓褶皱构造发育,主要大的褶曲为背斜,走向北东。
根据地表实见资料推测,本区断裂构造发育,有四条北东向的正断层。
陷落柱不发育,仅在南部推测有一个长轴110m,短轴100m的陷落柱。
三、煤层特征
本区15号煤层稳定可采,厚度变化不大,整体上东部较薄,西南部较厚,变异系数6.5%,可采性指数为1。
煤层厚度6.18~6.78m,平均6.48m。
煤层结构复杂,含两层夹石,夹石总厚度0.25m(同学们注意:
这里将夹石厚度改为自己学号后3位/1000,例如你的学号是2010285,夹石厚度为285/1000=0.285m,必须这样做!
否则课程设计不及格)。
15#煤直接顶为泥岩、砂质泥岩,平均厚度为6.75m,黑色、致密,含黄铁矿结核。
基本顶为细粒砂岩,平均厚度3.48m,深灰色,具条带状层理,含水性一般。
直接底为泥岩、砂质泥岩,平均厚度为6.95m,灰黑色,富含植物化石。
15#煤为黑色,似金属光泽,煤岩类型为光亮型—半光亮型,硬度3—5,容重1.41t/m3。
工业指标:
Mt:
1.67%,Ad:
13.18%,Vdug:
7.45%,Std:
1.31,Qgrd:
35.3MJ/Kg,工业牌号:
WY3。
四、水文地质条件
本区水文地质条件复杂,主要充水因素为奥灰水,其次为上部岩层含水。
根据区域水文地质资料推测,本区奥灰水位在420m左右,而煤层底板标高最低330m左右,大部分地段奥灰水位高于煤层底板标高,属于带压开采,对采掘安全又很大影响。
预计最大涌水量30—50m3/h,正常涌水量5—10m3/h。
五、瓦斯、煤尘和自燃
15号煤具有自燃发火倾向性,无煤尘爆炸危险。
根据已采区预测,工作面回采期间本煤层瓦斯10m3/min左右邻近层瓦斯为60—90m3/min。
第二章采区储量、生产能力及服务年限
第一节采区储量
采区的地质储量已由地质说明书提供,根据采区巷道布置,采区开采损失主要由各类巷道煤柱损失和工作面落煤损失构成,确定采区储量见下表:
采区储量表
煤层
地质储量(万吨)
开采损失(万吨)
可采储量(万吨)
15#
188.9
621.9
1267
第二节采区生产能力及服务年限
采区生产能力主要取决于回采工作面生产能力和同时生产的工作面个数,掘进出煤一般占总出煤量5%~10%。
一、计算回采工作面年生产能力
A0=lLMγc×
10-4,万t/a
式中A0——采煤工作面年生产能力,万t/a;
l——工作面年推进度,根据回采工艺设计,日推进度4.8m,年工作日330d,年推进度1584m;
L——工作面长度,根据采区巷道布置取平均200m;
M——煤层厚度,取有益厚度(平均厚度减去夹石厚度)m;
注意,因每人的夹石厚度不同,故M不同。
例如学号为2010285,则
M=6.48-0.285=6.195(m)
γ——煤层容重,取1.41t/m3;
c——工作面采出率,根据放顶煤开采实际取87%。
代入数据计算得:
10-4=1584×
200×
6.195×
1.41×
87%×
10-4=240.75万t/a),
二、计算采区设计生产能力
A=nA0Bk,万t/a
式中n——采区内同时生产的工作面个数,取1个;
A0——采煤工作面年生产能力,万t/a;
B——掘进出煤率,根据采区巷道布置估算取1.05%;
k——采煤工作面产量不均衡系数,单工作面生产时取1。
A=1×
240.75×
1.05×
1=252.78(万t/a)
确定采区生产能力为250万t/a。
三、采区服务年限
采区服务年限=采区可采储量/采区生产能力=1267/250≈5(a)
第三章采煤方法及采区巷道布置
第一节采煤方法的选择
一、选择采煤方法的基本要求
采煤方法包括采煤系统和回采工艺两方面内容。
选择采煤方法应遵循技术先进、经济合理的原则,满足采煤系统优化、采煤机械化程度高、煤炭采出率高、煤炭质量好、产量大、效率高、材料消耗少、成本低、工作安全等基本要求。
二、设计采区采煤方法的确定
根据本采区煤层地质条件,综合本矿井现有技术装备、技术管理水平等因素,确定本采区采用走向长壁后退式割底分层放顶煤综合机械化采煤方法,
采空区处理采用全部垮落法。
第二节采区巷道布置
一、确定设计方案
根据采区的地质特征、所处地理位置以及现有的生产系统,从技术、经济和安全方面综合考虑,提出以下两个巷道布置方案。
第一方案:
采区准备巷道布置在采区中部,形成双翼采区,共布置四条煤层上山(沿15号煤层顶面开掘),分别为采区皮带巷(进风),采区轨道巷(进风)、采区两翼各一设条专用回风巷。
采区轨道巷与皮带巷之间护巷煤柱宽度为40m,采区两翼回风巷与轨道巷和皮带巷之间护巷煤柱宽度为30m。
采区沿倾斜可划分为4个区段,共可布置8个采煤工作面,区段煤柱宽度20m,采煤工作面长度200m。
回采巷道布置方式为:
运输顺槽(进风)和轨道顺槽(回风顺槽)均沿15号煤层底面开掘,距回风顺槽30m沿15号煤层顶面开掘内错瓦斯尾巷(回风)。
另外在上邻近层12号煤层中布置走向高抽巷。
第二方案:
在采区中部由北向南布置5条采区准备巷,分别为采区右回风巷、采区皮带巷(进风)、采区轨道巷(进风)、采区猴车巷(进风)、采区左回风巷。
采区实现两翼开采,区段划分和回采巷道的布置与第一方案相同。
两个方案比较如下:
1、技术比较
两个方案的主要区别是:
第一方案比第二方案少一条猴车巷。
因此,第一方案比第二方案巷道布置简单,运输环节少,而且减少了一个猴车巷的护巷煤柱的损失,提高了煤炭回收率。
但第一方案少了一条进风巷,比第二方案通风阻力大。
2、经济比较
第一方案比第二方案减少了猴车巷及其车场的工程费用以及猴车设备的购置费和安装费,而且多获得一个煤柱煤量的利润。
但少了一条进风巷,通风阻力较大,增加了主通风机的电力费用。
综上所述,第一方案从技术上、经济上都比第二方案较为合理,故最终选择第一方案为本采区开采设计方案。
要绘制采区巷道布置平面图,参考下图,标出运煤、运料和和通风路线(用不同形状的箭头区分)并增加图例内容。
图幅可以自己定,但必须按比例绘制。
三、采区准备
采区准备利用三水平皮带大巷、轨道大巷、回风大巷进行。
390水平布置采区材料车场,4条准备巷均沿15号煤层顶面开掘,其中采区皮带巷从15#煤层上山掘至390水平皮带大巷立交处,施工一采区煤仓,形成采区出煤系统。
采区轨道巷与390水平轨道大巷连接,形成采区运料系统。
采区右、左回风巷分别与390水平回风大巷联通,形成采区回风系统。
工作面运输顺槽和回风顺槽均沿15号煤层底面单巷掘进,距回风顺槽30m沿15号煤层顶面开掘内错瓦斯尾巷。
采区高抽巷沿12#煤层掘进,高抽准备巷与采区准备巷方位一致。
采区计划布置一个综采队,一个综掘队和一个高抽巷准备队。
四、采区生产系统
1、运煤系统
各工作面出煤由可弯曲刮板输送机运出,经顺槽转载机、可伸缩胶带输送机和采区皮带巷胶带输送机拉到采区煤仓卸载,再下放至390水平主运皮带巷。
工作面运煤配备SGZ—880/630型可弯曲刮板输送机一部;
出煤转载配备SZZ1000/400型转载机一部,其上配套安设一部PLM3000型破碎机;
运输顺槽和采区皮带巷各配备SSJ-1200/2×
250型可伸缩胶带输送机两部。
2、运料系统
采区各工作面所需材料和设备由390水平轨道大巷运至采区下料车场,经采区轨道巷、回风顺槽进入工作面。
采区轨道巷配备JW—950/48无极绳绞车,顺槽辅助运输配备JD-11.4型调度绞车,提升重大设备时选用JM-28型慢速绞车。
3、通风系统
本采区的通风由北茹分区主通风机负担。
由北茹进风井入风,新鲜风流经390水平轨道巷和皮带巷进入采区,通过采区轨道巷和皮带巷进入各采煤工作面、掘进工作面、硐室和其他用风地点,污风经各用风地点的回风巷、采区回风巷汇入390水平回风大巷,经北茹回风井由分区主通风机排出地面。
第四章回采工艺设计
第一节回采工艺过程
一、落煤、装煤和运煤
1、落煤和装煤
工作面采用MGTY400/930-3.3D型双滚筒采煤机完成落煤和装煤工序。
采煤机截割高度控制在2.9m。
截割方式为双向割煤往返一次进两刀。
采煤机进刀方式为端部割三角煤斜切进刀,如图所示(绘制插图),进刀的过程如下:
(1)进刀准备(a图):
采煤机割至工作面端头后,将采煤机后面15m以外的工作溜已移近煤壁,形成输送机弯曲段,并将采煤机前滚筒降下、后滚筒升起;
(2)斜切进刀(b图):
采煤机沿着输送机弯曲段逐渐割入煤壁,直至采煤机全部进入输送机直线段为止;
(3)割三角煤(c图):
将输送机移直,采煤机两滚筒上下位置调换,重新返回割煤至工作面端头处;
(4)正式割煤(d图有错误自己修改):
再次调换采煤机两滚筒上下位置,返程正常割煤。
2、运煤和放煤
工作面前、后运煤采用两部SGZ-880/800型可弯曲刮板输送机分别运输采煤机落煤和液压支架放落的顶煤。
液压支架将前输送机移到煤壁处,然后摆动尾梁将已松碎的顶煤放出,并进入后部输送机,待放出的煤炭中矸石含量超过一定限度后,及时关闭放煤口,接着操作工作面后部输送机专用千斤顶,将后部输送机相应前移。
3、顶板管理
工作面顶板支护使用ZF6200-1.7/3.2型低位放顶煤液压支架(127架)和ZF6600-1.7/3.2型过渡液压支架(机头、机尾各3架)。
133架呈单列式布置覆盖全工作面,架间中心心距1.5m,支架空间由侧护板伸出支护。
支护方式为及时支护,即采煤机割煤后,先移支架,后移前输送机。
进、回风两端头采用单体液压支柱配木质板梁或钢制∏型梁交错抬棚支护;
同时两顺槽切口向外超前20米使用单体液压支柱配合∏型钢梁抬棚支护,支柱一般不少于两排,压力较大时,加支走向抬棚支护。
采空区处理采用全部垮落法,即随工作面推进,拉液压支架,机头机尾回柱放顶,使顶板自行垮落。
支架最小控顶距=支架顶梁长度+梁端距=5.47+0.34=5.81(m)
支架最大控顶距=支架顶梁长度+截深+梁端距=5.47+0.8+0.34=6.61(m)
第二节循环工作组织
一、循环作业内容
工作面生产组织实行正规循环作业,包括作业形式、循环方式、工序安排和劳动组织为四方面内容。
1、作业形式
采用“二九一六”作业形式,即一日三班,两个生产班,每班工作9小时,一个检修班,工作6小时。
生产一班(午班)15:
00~24:
00,生产二班(晚班)0:
00~9:
00,检修班(早班)9:
00~15:
00。
2、循环方式
生产班完成一个循环规定为:
割一刀煤(截深0.8m)、移一次支架、推一次前工作溜、放一次顶煤,拉一次后工作溜。
确定生产班每班割3刀煤,即一日6循环,循环进度0.8m,工作面日推进4.8m。
3、工序安排
工序安排的原则是:
以机组割煤为中心组织拉架、推溜,以保证采煤机效能的发挥,尽可能增加出煤时间,并在保证安全的前提下,尽可能使辅助工序与采煤平行交叉作业,为组织多循环创造条件。
4、劳动组织
按循环工作量和劳动定额配备各工种或岗位的出勤人数。
生产班每班出勤33人,检修班为44人,日出勤110人。
原则上生产班人员相等,领导骨干均匀,技术力量平衡;
检修班人员少而精,判断事故准确,处理事故迅速。
具体劳动组织形式为生产班追机作业,检修班组织专业工作组,由各大中心组长负责。
(自己绘制工作面循环作业图和劳动组织表)
循环作业图参考下图,将工作面长度改为200m,三班改为:
第一、二班全完一样,都是9小时,每班割3刀煤,增加一道放顶煤工序和一道拉后部输送机工序,图例自己定。
第三班6小时检修不出煤。
(注意!
必须修改,完全照抄者,课程设计不及格。
)
二、主要技术经济指标计算
1、工作面循环产量
Q循=LBMγc,t
式中Q循——循环产量,t;
L——工作面长度,取200m;
B——循环进度,取0.8m;
M——煤层厚度,(注意:
这里每人不同,取值同计算采煤工作面年生产能力时一样,不按自己学号计算,课程设计不及格);
c——工作面采出率,取87%。
Q循=200×
0.8×
87%=1216(t)
2、工作面平均日产量
Q日=NQ循k,t
式中N——昼夜循环数,取6个;
k——循环完成率,取90%。
Q日=6×
1216×
90%=6566(t)
3、采煤工效率
η=Q日/N,t/工
式中η——采煤工效率,t/工;
N——日出勤工数,110工/d。
η=6566/110=59.69(t/工)
根据以上计算,编制技术经济指标表。
(注意,下表中的循环产量、平均日产量、回采工效3项数据每人不同,完全照抄者,课程设计不及格)
采煤工作面技术经济指标表
序号
项目
单位
指标
1
工作面长度
m
200
煤层厚度
6.48
3
煤层倾角
°
2~10
4
煤层容重
t/m3
1.41
5
采煤机
台
6
刮板输送机
7
液压支架
架
133
8
截深
0.8
9
作业形式
——
二九一六
10
日循环数
个
11
循环产量
t
1216
12
平均日产量
6566
13
循环完成率
%
90
14
日出勤人数
人
110
15
回采工效
t/工
59.69
16
顶板管理
全部垮落法
17
采出率
87
参考文献
一、技术政策
[1]《煤矿安全规程》国家安全生产监督管理总局2011年3月1日
[2]《煤炭工业设计规范》煤炭工业出版社1997年2月1日
[3]《煤炭工业实行政策》煤炭工业部1979年9月7日
[4]《关于改革矿井开拓部署的若干技术规定》(试行)煤炭工业部1984年1月3日
二、参考资料、书刊
[1]《采煤学》
[2]《煤矿设计手册》
[3]《井巷工程》
[4]《煤矿地质学》
[5]《矿井通风与安全》
[6]《煤矿地下开采方法》
致谢
(自己写,每人不能一样了。
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