泉阳煤业集团三矿设计说明书毕业设计.docx

泉阳煤业集团三矿设计说明书毕业设计.docx

《泉阳煤业集团三矿设计说明书毕业设计.docx》由会员分享，可在线阅读，更多相关《泉阳煤业集团三矿设计说明书毕业设计.docx（35页珍藏版）》请在冰豆网上搜索。

泉阳煤业集团三矿设计说明书毕业设计

太原理工大学阳泉学院

毕业设计说明书

毕业生姓名

：

吴瑞瑞

专业

：

煤矿开采技术

学号

：

100421313

指导教师

：

范鹏宏

所属系（部）

：

采矿工程系

二〇一三年五月

阳泉学院

毕业设计评阅书

题目：

阳泉煤业集团三矿设计说明书

采矿工程系　煤矿开采技术专业姓名吴瑞瑞

设计时间：

2013年03月15日-2013年05月13日

评阅意见：

成绩：

指导教师：

　　　　　（签字）

职　　务：

20年　月　日

阳泉学院

毕业设计答辩记录卡

采矿工程系煤矿开采技术　专业姓名　吴瑞瑞　

答辩内容

问题摘要

评议情况

记录员：

（签名）

成绩评定

指导教师评定成绩

答辩组评定成绩

综合成绩

注：

评定成绩为100分制，指导教师为30%，答辩组为70%。

专业答辩组组长：

　　　　　（签名）

20年　　月　

摘要

二矿属于资源枯竭型矿井，充分利用现有生产系统、生产设施开采矿井边角煤、呆滞煤是提高矿井生产能力，增加矿井服务年限，延缓衰竭的有效途径。

为此，我们将本采区列入矿井开采计划并着手方案设计。

设计中我们对矿井的各个系统又有了一次比较全面的认识和了解，同时在老师的辅导和帮助下又解决了一些接近实际的问题。

使我们在掌握专业知识的同时也提高了自己以后再现实工作中岗位上的能力。

Abstract

ThisdesignthroughthefieldsurveyandgeologicalfeaturesindetailShanxiHuashengCoalCo.Ltd.,afterseriesofschemecomparison,selectedfortheminedevelopment,miningmethodsandtheproductionsystem.Accordingtothegeologicalreport,IdaUchiissimpleinstructure,geologicalstructureissimpleIdatype.IdaasawholeintheNorthWestofthesynclinebackaseriesofstrike,dipangleof5°~12°ingeneral,thereisagapbetweenthefaultof7mthroughouttheIdadevelopment,didnotfindthecollapsecolumn.Belongstothelowgasmine,acoaldustexplosionhazard;HoniDahasfourmainmineablecoalseams,accordingtotheburieddepthfromshallowtodeeparetheNo.2coalseam,coal,10No.3andNo.11coalseam,theaveragethicknessarerespectively1.75m,1.54M,0.80M,2.56M,coalseamdipangleof5°~12°.Throughtechnicalandeconomiccomparison,coalproductioncapacityof900000t/a,theservicelifeis42years,inclinedshaftdevelopmentschemeofthesecondleveltochoosethefirstminingarea,theminingmethodusinglongwallminingmethod,comprehensivemechanizedcoalminingarecavingofroofmanagement.Phaseseparationofauxiliarytransportationsystemandtransportationsystem.Thetwolevelofthemineventilationofminewiththecentralmarch-past,main,auxiliaryslopeintothewind,airverticalshaftwind.

Inthedesignprocess,asfaraspossibletheuseofadvancedtechnologyandequipment,mineallrealizemechanization,theuseofadvancedtechnologyandreferencehasrealizedhighyieldandhighefficiencyofmodernmineexperience,realizeoneminehighyieldandefficiencyofminesoastoachievegoodeconomicandsocialbenefits.

Inaword,throughcomparisonofdevelopmentplan,thedesignoftheminingmethodandotheraspectsoftechniqueandeconomyandsocanmeettherequestofthemineproduction

第一章采区地质特征

第一节采区范围

煤层15#煤厚6.91m，平均倾角3゜。

由于煤层较厚，采用综采放顶煤采煤法。

该矿井田位于沁水煤田的北部，即东部以经线96500为界，西部以经线86500为界，南起纬线104785、北止纬线111500；东邻阳泉煤业（集团）有限责任公司四矿，南邻阳泉煤业（集团）有限责任公司三矿；西邻七里河井田（规划井田）；北邻荫营煤矿及程庄井田（规划井田）。

本采区范围为：

北部与扩二区相邻；西部与南部为三矿和新景矿矿界：

东部为扩一区。

埋藏深度为371—624m，平均深度为490m。

第二节采区地质情况

15#煤，主要特征表如下所示：

采区煤层特征表

煤层名称

煤层厚度

最小—最大

平均（m）

至上煤层距

最小—最大

平均（m）

夹石

层数

稳定性

煤的容重

（t/m3）

顶底板岩性

可采性

顶板

底板

15#

3.36—8.03

32.1—67.27

1—4

稳定

1.435

泥岩

砂质

泥岩

6.45

47.23

全部可采

15#煤煤质分析：

属低灰、中硫、低磷、高发热量、高挥发。

煤层稳定，一般6°~10°，对回采无影响。

倾角奥陶系灰岩岩溶裂隙含水层，埋于井田深部，据精查钻孔揭露，岩溶裂隙发育，漏水严重属强含水层，但水位较低，标高为+572.49m，各煤层底板均高于奥灰水水位，奥灰水对煤层的开采无影响。

经合该开采情况，井下涌水量50m3/h～200m3，水文地质条件属于简单类型。

第三节采区储量和生产能力

按照《煤炭工业矿井设计规范》中规定，参考《关于煤矿设计规范中若干条文修改的说明》，确定本矿井工作制度为：

按年工作日330d计算，“二九·一六”工作制作业，二班生产一班检修。

每日二班出煤，矿井每昼夜净提升时间为16h。

本采区储量计算资料：

储量计算采用地质块段法，煤厚采用块段内各见煤点煤厚的平均值，容重选用1.41t/m3，15#煤平均厚度为6.91m。

井田境界边界煤柱可按下列公式计算：

Z=L×b×M×γ

式中：

Z——边界煤柱损失量，Mt；

L——边界煤柱长度，m；

b——边界煤柱宽度，井田境界煤柱在本井田一侧按50m留设；

M——煤层厚度，6.91m；

γ——煤的容重，1.4t/m3。

Z=L×b×M×γ=（5874＋725＋2566＋1523＋1747＋242＋477＋777＋2719＋2926＋5334＋5000）/cos3°×50×6.91×1.4×10-6=14.48Mt

断层煤柱

落差小于10m的断层，两侧各留20m煤柱；落差10～20m的断层，两侧各留25m煤柱；落差大于20m的断层，两侧各留30m煤柱。

经计算断层煤柱为1.11Mt。

则：

工业广场的煤柱量为：

Z=S×M×γ

式中：

Z——工业广场煤柱量，Mt；

S——工业广场压煤面积，1.38km2；

M——煤层厚度，6.91m；

γ——煤的容重，1.4t/m3。

则：

Z=1.38×6.91×1.4

=13.35Mt

矿井可采储量是矿井设计的可以采出的储量，可按下式计算：

Zk=（Zg－P）×C（公式3-1）

式中：

Zk——矿井可采储量，Mt；

P——保护工业场地、井筒、井田境界、大断层等留设的永久保护煤柱损失量，Mt；

C——采区采出率，厚煤层不小于0.75；中厚煤层不小于0.8；薄煤层不小于0.85；15号煤层为厚煤层，取C=0.75。

则Zk=16243.35万t

矿井可采储量16243.35万t，设计生产能力为300万t/a，储量备用系数按1.4考虑，矿井服务年限为：

A=矿井设计可采储量／（设计生产能力×矿井储量备用系数）

＝16243.35／（300×1.4）＝76.9a

第三章采区巷道布置及装备

第一节采煤方法的选择

一、采煤方法选择

阳煤三矿采区初期开采15号煤层，15号煤层倾角平缓，一般为6°~10°，地质构造简单，煤层赋存稳定，平均厚度为6.91m，顶、底板均为砂质泥岩，为半坚硬岩石，适合于机械化开采。

根据采区开拓部署和煤层的赋存情况，该分区达产时在15号煤同时布置两个回采工作面，为此，设计确定15号煤层回采工作面采煤方法为倾斜长壁采煤法，顶板管理方法采用全部垮落法。

第2节矿压观测情况

1.通过此项观察，主要了解本采煤工作面顶底板运动规律及顶板对支架产生的压力特征，由此可确定顶底板初次来压和周期来压强度，掌握综方面的矿压显现规律。

根据矿压观测结果本面的周期来压步距为9到14m。

为了掌握本工作面的矿压显现规律，在本工作面共布置了三个区域五条观察先，其中工作面头部一条，中部一条，尾部一条，每天观察并观测数据及时通报本矿技术部，以便根据观测数据及时采取相应措施。

2.观测内容。

支架受力：

主要是前，后立柱受力测定，但同时也要对工作面支架支护情况，顶板状况，煤壁情况均详细检查留有记录。

3.工作面支护质量监测。

工作面均匀布置五组（每组三块）YN-60型煤矿用液压支架测力仪，对液压支架的初撑力，工作阻力进行监测，确保工作面支护质量，准确及时低于报工作面顶板来压，保证安全生产。

第三节采区巷道布置

本采区工作面巷道采用“上双巷、下双巷”布置，其中上单巷为工作面进风巷、轨道顺槽，下双巷为工作面运输巷、辅运巷联合布置，间距170m。

工作面进风巷，担负工作进风，轨道顺槽担负辅助材料运输；工作面运输巷靠近回采工作面，铺设可伸缩带式输送机，担负工作面煤炭运输任务；工作面辅运巷除担负本工作面材料运输和进风外，还担负下一工作面的材料运输和回风。

工作面巷道均沿煤层顶板布置。

风流线路：

主副井→运输大巷、轨道大巷→区段运输巷→回采工作面→区段回风巷→回风大巷→风井。

运煤系统：

回采工作面的煤→进风斜巷→主胶带运输大巷→井底煤仓→集中胶带运输大巷→主斜井→地面

掘进煤→所掘巷道→主胶带运输大巷→井底煤仓→集中胶带运输大巷→主斜井→地面

运料系统为：

副井→轨道大巷→区段回风巷→回采工作面；

运矸系统为：

掘进工作面→区段运输巷→轨道大巷→副井。

采区的开采采用后退式开采，通风方式U+L型通风布置方式。

这种通风方式有风流系统简单，漏风小的优点。

方案比较：

（一）、方案叙述：

考虑到该采区走向较长，储量丰富，地质构造复杂，陷落柱发育较多，为使采区的生产准备灵活多变，并兼顾采区的通风、瓦斯问题处理，以及防止煤层自燃发火，且该区为综五队350万吨的衔接采区，因而在采区的巷道布置上必须具备生产系统灵活可靠，对开采设备适应，在技术上可行，经济上合理的条件，为此我们在采区的巷道布置上考虑了两种方案。

方案一、采区巷道沿采区倾向布置，工作面采用走向开采，准备巷垂直于大巷布置，分别布置采区东副巷、轨道巷、皮带巷、西副巷，该方案的优缺点如下：

优点：

1、工作面走向较长，适应高产高效的要求；

2、采区准备巷位置合理，系统灵活可靠；

3、有利于采区和工作面的衔接，有利于采空区侧巷道的施工和维护；

4、与方案二相比，工作面拆除、安装搬家次数较少。

缺点：

采区岩巷较多，工作面布置受陷落柱的影响较大，采区采出煤量少。

方案二、采区巷道沿采区走向方向布置，工作面开采方式为倾斜长壁式。

该方案的优缺点如下：

优点：

1、采区下料系统利用了三采区的系统，节省大量岩巷，采区采出煤量较多；

2、工作面布置受陷落柱、大巷保护煤柱的影响较小。

缺点：

1、工作面推进长度较小，不利于工作面的高产高效；

2、不利于采区和工作面的衔接，不利于采空区侧巷道的施工和维护；

3、采区运输距离较长；

4、与方案一相比，工作面拆除、安装搬家次数较多。

（二）、两方案工程量比较（见表3-1-1）：

项目

方案一

方案二

比较

准备巷岩巷（米）

398

40

+358

准备巷煤巷（米）

5186

6846

－1660

准备巷总进尺（米）

5584

6886

－1302

采区巷道总进尺（米）

89026

87421

+1605

万吨掘进率（米/万吨）

25.25

25.64

－0.39

（三）、方案确定：

通过比较，以上两种方案，各有利弊，但总体上讲，虽然方案一岩巷进尺较多，但考虑到方案一具有巷道布置简单，工作面走向较长，能够满足高产高效的要求，有利于采区和工作面的衔接，有利于采空区侧巷道的施工和维护，经矿有关领导研究后，我们确定方案一为该采区的布置方案。

第四节回采工艺与劳动组织

采用MGTY400-930/3.3D型采煤机割下支架顶梁以下煤炭,顶梁以上煤炭通过支架放顶煤口进入后部刮板输送机运出。

工作面安装前后刮板输送机，型号为SGZ－880/1050型。

工作面每割一刀煤放一次顶煤。

实行“一采一放，追机放顶煤”的作业方式。

工艺顺序：

采煤机从机头（尾）自开缺口斜切进刀→调上、下滚筒位置→返向割三角煤→调上、下滚筒位置→向机头（尾）全长割煤→移支架支护→移前刮板输送机→放顶煤→移后刮板输送机。

1）进刀方式：

采煤机自开缺口斜切进刀。

采煤机进刀示意图见图6-1。

图6-1　采煤机进刀示意图

常情况下，采煤机后滚筒割煤后，滞后3-5架开始移架，顶板破碎时，采取提前过架的方式维护顶板，如仍不能接帮，可伸出前探梁维护顶板，支架要顶死煤帮。

（一）落煤

1、做壁龛：

若机组割不透机头、机尾时，需人工做壁龛。

2、采煤机自开缺口，割煤同时完成装煤。

（二）采煤机的工作方式

采煤机采用割三角煤,端头斜切进刀方式。

采煤机自开缺口,双向割煤，往返一次割两刀。

（三）移架

1、操作方式：

采用本架操作，顺序移架。

2、移架遵循及时支护原则，采煤机上滚筒割过1—3架后，开始伸伸缩梁。

3、采煤机下滚筒割过3～5架后开始移架，边移架，边收回伸缩梁。

4、移架后的端面距不大于0.34m，支架要成直线，顶梁要平，必须严密接顶并达到初撑力，操作完毕，将各种手把打回零位。

5、工作面顶板不好时，可采用带压拉架的方式，工作面顶板严重破碎时，必须割一架，停机伸伸缩梁或拉架管理好顶板，然后开机割另一架。

（四）移溜：

包括推前部溜和拉后部溜，利用前后推移千斤来完成。

（五）放顶煤：

3#～118#架采用顺序多轮放煤工艺，机头2架机尾2架不放煤。

1、初次放煤：

工作面初采走完切割巷时，开始放煤。

2、正常放煤：

采煤机割一刀煤，放一茬顶煤，正常情况下，放第一轮顶煤滞后机组下滚筒8～10架，滞后机组下滚筒30架必须将煤全部放净，当机组割出至机头（尾）调刀时，拉过第一次机头（尾）后，必须先停机将该处的煤全部放净，方可开机割三角煤，将第二次

机头（尾）拉过。

3、末采放煤：

工作面采帮距停采线15m时开始铺金属网，当金属网遮盖后尾梁时，停止放煤。

矿井日产量Q为

Q=Qr×（1+20％）20％—掘进出煤系数；

Q=9620t

即该工作面长度能够满足矿井达到设计生产能力的要求。

工作面推进长度和推进方向确定

（1）工作面推进长度

本矿井工作制度为二九一六制，两班采煤、放煤，一班准备，循环进度0.8m,日进度4.8m,即推进速度4,8m/d。

（2）工作面的推进方向

本采区工作面推进方向为走向长臂采煤法，安全可靠。

劳动组织和循环作业表

工种

一班

二班

三班

检修班

合计

班长

2

2

2

3

9

采煤机司机

2

2

2

3

9

刮板机司机

2

2

2

2

8

转载机司机

1

1

1

2

5

胶带机司机

2

2

2

2

8

支架工

4

4

4

4

16

放煤工

3

3

3

9

泵站工

1

1

1

1

4

电工

1

1

1

2

5

浮煤清理工

3

3

3

9

巷道修理工

3

3

3

3

12

放尘工

1

1

1

1

4

料工

2

2

2

5

11

油脂管理员

2

2

修理工

1

1

材料工

1

1

1

1

4

技术工

1

1

1

1

4

质量验收员

1

1

1

1

4

其他

2

2

2

2

8

合计

32

32

32

36

132

第5节采区准备

本矿井为高瓦斯矿井，巷道断面除满足运输设备布置及行人要求外，还应满足巷道风流中瓦斯浓度要求，并按风速校核。

根据运输、通风、行人及管线布置要求，轨道运输大巷净断面16.3m2，皮带运输大巷、回风大巷净断面为14.3m2。

巷道支护以光爆锚喷为主，局部围岩条件较差时，可采用锚网喷及锚索。

由于矿井达产工作面为一个综采工作面，工作面推进速度快，且工作面顺槽巷道为双巷掘进，掘进工程量大，设计配备二个煤巷综掘工作面。

掘进通风的基本要求：

（1）掘进巷道严格采用矿井全风压通风或局部通风机通风，不得采用扩散通风。

（2）局部通风机和启动装置必须安装在进风巷中，距回风不得小于10m。

初步确定采区内各类巷道的断面形状、规格及支护方式（以备通风和运输验算）阐明掘进月进度、计算采区准备时间，计算采区的掘进出煤率、万吨煤掘进率和采掘比，合理安排工作面的接替，确定采区内掘进工作的数目及位置。

第4章采区运输、防治水与供电

第1节采区运输

一、采区运输系统运煤路线

回采工作面的煤→进风斜巷→主胶带运输大巷→井底煤仓→集中胶带运输大巷→主斜井→地面

运料系统

掘进煤→所掘巷道→主胶带运输大巷→井底煤仓→集中胶带运输大巷→主斜井→地面物料运输系统：

裕公东井地面车场→裕公井材料斜井→暗斜井→竖井井底车场→电车大巷运输→采区车场→采区轨道巷→采掘工作面回风巷→工作地点。

（2）设备选型

根据采煤机生产能力，回采工作面选用SGZC—764／400型可弯曲刮板输送机，其主要技术特征如下：

出厂长度：

150m

小时运量：

800t/h

刮板链速：

1.1m/s

电机型号：

YBKYS—100/200—8/4

电机功率：

200×2kW

可伸缩带式输送机选型

输送机的能力要大于转载机的输送能力，一般应为1.2倍;

传动装置优先采用双电机，双滚筒驱动，输送能力大时采用两台等容量电机。

根据以上的原则及其他配套的情况，回采工作面运输顺槽选用SSJ1000/160型可伸缩胶带输送机，其主要技术特征如下：

输送能力：

800t/h

运距：

1000m

带速：

2.5m/s

带宽：

1000mm

电机功率：

160kW

带式输送机主要技术特征

运量：

Q＝600t/h；

带宽：

B＝1.0m；

带速：

v＝2.5m/s；

机长：

L＝420＋643＝1063m；

提升高：

H＝1.3＋33.7＝35m；

倾角（坡度）：

δ＝3‰、3°；

输送带：

型号ST/S1250（阻燃），强度1250N/mm；

传动滚筒直径：

D＝0.8m；

驱动形式：

机头附近单传动滚筒单电机，变频调速控制；

主电动机：

型号YBPT355L1－4，功率280kW，1台；

减速器：

型号B3SH11-25带风扇冷却和逆止器，1台；

制动器（高速轴）：

型号BYWZ5－400/50（防爆），额定制动力矩400~800N.m，1台；

拉紧装置：

在传动滚筒松边附近设置液压绞车自动张紧装置，型号YZLA-150，最大拉力为150kN。

（2）带式输送机简要设计计算

⑴装料断面输送能力：

Qmax＝

＝3.6×0.1127×2.5×0.99×850

＝854t/h＞600t/h（满足要求）

式中：

S—输送带上物料断面积，S＝0.1127m2；

v—输送带速度，v＝2.5m/s；

k—倾角系数，k＝0.99；

—物料松散密度，

＝850kg/m3。

⑵满载运行工况计算

满载运行圆周力：

FU＝

＝1.09×0.03×1063×9.81（17＋6＋2×29＋67）＋67×9.81×35＋5449

＝78920N

式中：

C—附加阻力系数，C＝1.09；

f—模拟摩擦系数，f＝0.03；

L—输送机机长，L＝1063m；

g—重力加速度，g＝9.81m/s2；

qRO—承载托辊φ133转动质量，qRO＝17kg/m；

qRU—下托辊φ133转动质量，qRU＝6kg/m；

qB—输送带质量，qB＝29kg/m；

qG—输送带上物料质量，qG＝67kg/m；

H—输送机提升高度，H＝35m；

FS—导料槽和清扫器特种阻力，FS＝5449N。

轴功率：

PA＝

＝10-3×78920×2.5＝197.3kW

需主电动机功率：

式中：

—电压降系数，

＝0.9；

—减速器效率，

＝0.94；

—低速轴和高速轴联轴器等效率，

＝0.96。

主电动机功率富裕系数：

（满足要求）

式中：

Pd—主电动机功率，Pd＝280kW。

传动