煤矿开采技术及设计初步说明毕业设计.docx
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煤矿开采技术及设计初步说明毕业设计.docx
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煤矿开采技术及设计初步说明毕业设计
目 录
引言……………………………………………………………………1
第一章………………………………………………………………………2
第一节…………………………………………………………………3
第二节…………………………………………………………………3
第三节…………………………………………………………………4
第二章………………………………………………………………………5
第一节…………………………………………………………………6
第二节…………………………………………………………………7
第三节…………………………………………………………………8
第三章……………………………………………………………………9
第一节………………………………………………………………10
第二节………………………………………………………………11
第三节………………………………………………………………12
参考文献…………………………………………………………………28
附录………………………………………………………………………29
致谢………………………………………………………………………30
引言
一、概况
煤矿开采技术毕业设计是煤矿开采技术专业全部教学进程中的最后一个环节,同时也是对学生成绩的最终考核,其目的是使学生在煤矿开采技术总体上深入认识矿井各个生产系统和各个生产环节之间的相互联系和制约关系,培养学生综合运用各门学科的理论知识,分析和解决煤矿开采技术问题的能力;培养和锻炼学生独立地、创造性地进行工作的能力;培养学生搜集、整理、运用科技资料和生产技术经验的能力;进一步训练撰写技术文件和绘制工程图件的基本技能。
进行矿井设计是一个涉及井巷工程、采煤方法、矿山机械、矿井通风与安全、矿山环保等诸多技术科学方面的系统工程,虽然本次设计题目中存在一些理想的条件,但是通过这次设计,我已经基本掌握了矿井设计的方法和步骤,培养了搜集、整理、运用科技资料和生产技术经验的能力,训练了撰写技术文件和解决实际问题的能力。
这些,对于我以后的工作和学习都是非常有益的。
本次设计的参照矿井是郑煤集团芦沟煤矿22采区。
我自2007年参加工作至今一直在该矿从事技术管理工作,熟知井下的地质条件、煤层赋存、水文地质、瓦斯地质、生产装备等。
本次设计就是在芦沟矿实际地质条件的基础上,根据矿井实际情况进行了采区设计。
本设计以《毕业设计论文大纲》为依据,按照《安全规程》的要求。
由于本人知识水平和知识范围的限制,设计中难免有不当和错误之处,恳请审阅老师批评指正。
附:
郑煤集团芦沟煤矿交通及地理位置图
第一章煤层的地质构造
第一节22采区概述
一、位置及范围
22采区是芦沟煤矿的二水平(-150m水平)采区,位于-150m水平大巷以北、32运输下山下山以西,北部以芦沟正断层为界,西部到井田边界,该区走向长900米,倾斜宽320米,面积约0.31平方公里。
二、邻区情况
二水平(-150m水平)与一水平(-150m水平)以芦沟正断层为分界线,芦沟正断层以北为-水平,以南至-150m煤层底板等高线为二水平,再向南为三水平(-310m水平)。
二水平布置有26采区、24采区、21采区、E21采区、W21残采区及26独立区。
根据相邻的21采区和26独立区掘进所揭露地质资料,煤层底板起伏较大,煤厚变化大,断层发育,走向多为近东西向。
21采区顶板水约为150m3/h,底板水约为50m3/h;中央轨道下山在顶板大占砂岩中掘进,掘进时涌水量为50m3/h,现水量小于3m3/h;32运输下山上段掘进层位由煤层顶板过渡到煤层内,掘进时涌水量为30m3/h,现水量稳定在15m3/h左右。
第二节地质特征
一、地层
22采区范围内大部分被黄土覆盖,局部出露第三系泥灰岩和二叠系风化砂岩,根据钻孔揭露情况,现将该区地层由老到新分述如下:
1、奥陶系:
马家沟组(O2m)灰岩,距煤层底96.9m;
2、石炭系:
本溪组(C2b)铝土质泥岩;太原组(C3t)、含煤地层,距二1煤底90.2m;
3、二叠系:
山西组(P1s)、下石盒子组(P1x)、上石盒子(P2SH)、L4灰岩距二1煤底62.3m,L8灰岩距二1煤底11.8m,砂锅窑砂岩距二1煤顶75.0m;
4、第三系(N)
5、第四系(Q)黄土覆盖层。
二、地质构造
根据二1煤层底板等高线以及本区和周边钻孔、三维地震物探、相邻采区地质资料综合分析:
22采区煤层底板起伏有一定变化,地层走向74°、倾向164°,整体呈一轴向近南北的宽缓向斜构造。
该区东部在掘进中央轨道下山和32运输下山时揭露有三条正断层,走向220°左右,倾向80°左右,落差0~8m,因位于采区边界,预计会伴生有小的次生构造,对回采影响不大。
三、煤层
该区内共有11个钻孔,控制密度达到250×250m,级别达到A级,大体为一北高南低的单斜构造,走向近东西,北高南低。
主采煤层为二1煤层,受芦沟正断层、赵寨正断层和几个小断层的影响,该层煤层赋存不太稳定,厚薄不均,最大厚度10.10m,最小厚度6.20m,平均厚度8.65m,倾角14~20°之间,平均16°。
四、煤质
二1煤属中低灰、特低硫、低磷、特高发热量、高熔灰分、难选至极难选的无烟煤,为良好的动力用煤及民用煤。
容重1.4t/m3,灰份为13.19%,硫份为0.32%、挥发份为9.65%、发热量为6500卡/克。
五、水文地质
二1煤层底板受芦沟正断层、赵寨正断层影响,L7~8,L5~6,L1~3及O2灰岩含水层之间水力联系密切,不仅做横向运动,而且还做纵向运动,从而形成了一个统一的含水体,补给边界西自云蒙山,北至荥密大背斜柚部,向东至圣水峪,三李一带面积约1000K㎡,地下水从西北流向东南,魏寨正断层和梁山正断层均为导水正断层,使得矿区水源充沛,水文地质条件中等。
影响本区充水主要因素有顶板砂岩水、底板灰岩水和断层导水,经矿地测科和集团公司地测处水文科共同计算,涌水量:
顶板水177m3/h,底板水72m3/h,断层水无法预计,综合以上因素,正常涌水量250m3/h,最大涌水量330m3/h。
六、其它开采技术条件
1、煤层顶底板
直接顶:
厚8.05m,灰色及深灰色砂质泥岩,含有大量在植物化石及云母片;老顶:
厚13.62m,灰色细粒砂岩,主要成分为石英长石,含云母片及炭质条带,层面含有白云母片和方解石脉。
直接底:
11.08m,深灰色砂质泥岩,质软易碎,富含炭质和植物化石,不含水。
老底:
灰及深灰色L7~8灰岩,致密坚硬,含燧石及蜓类化石和少量黄铁矿,方解石脉发育。
(见煤层顶底板综合柱状图)
2、瓦斯
根据12、14、16、21和26采区实测资料,该区瓦斯绝对涌出量2.45m3/min,相对涌出量3.71m3/t,属低沼采区。
3、煤尘
本区内二1煤层为粉沫状,质软易碎易起尘,应加强洒水降尘,爆炸指数为9.64,不易爆炸。
4、自燃倾向性
经重庆煤研所鉴定,煤层的自燃发火期为4~6个月,无自燃倾向。
5、地温、地压
无具体观测资料,但多年来未发现地温异常现象,未发现高温区域。
第二章采煤方法和回采工艺
第一节采煤方法选择的依据
根据该区走向、倾向的分区长度、煤层赋存状态(煤层倾角平均16°,煤厚8.65m,采放比接近1:
3)、瓦斯含量(绝对涌出量2.45m3/min)、水文地质条件(正常涌水量250m3/h),同时煤层不易自燃,又无爆炸危险,煤层顶板易垮落,底板中等稳定等自然地质条件,结合我矿现有技术装备、开采技术水平以及多年来一直采用的采煤方法,选择走向长壁式采煤方法,炮采放顶煤回采工艺。
第二节落煤、装煤、运煤机械及工作方法
我矿现有两个采煤队,全部采用炮采落煤、人工装煤、SGW-40T型刮板输送机配合DSJ-650胶带输送机运输,大巷主运输方式为架线电机车牵引1T固定式矿车运输;22采区仍然采用爆破落煤、人工装煤、SGW-40T刮板输送机配合DSJ-650胶带输送机运输、单体柱配合2.4mπ型钢支护、全部垮落法管理采空区。
第三节工作面长度的确定
根据该区煤层赋存状态:
煤层倾角平均16°,煤厚平均8.65m,工作面选用SGW-40T运输设备,结合其他回采工作面运输环境和运输能力,确定工作面长度为100m。
工作面长度的检验
通风条件:
该区总进风巷道为22集中运输巷,该巷设计断面为12.0㎡U型钢支护,有效通风断面为9.6㎡,总回风巷为22集中运输巷,设计采用9.4㎡U型钢支护,有效通风断面为7.5㎡。
工作面下付巷采用12.0㎡U型钢支护,上付巷采用9.4㎡U型钢支护,且该区瓦斯绝对涌出量2.45m3/min,相对涌出量3.71m3/t,为低沼采区,按1.3的瓦斯涌出不均衡系数,供风量为530m3/min,巷道按有效断面7.5m2计算,风速为1.18m/s(符合安全规程规定:
介于0.25~4.0m/s之间),且根据本矿井各个采区各个回采工作面的设计长度、瓦斯含量、通风路线等综合对比考虑,选择工作面切巷长100m,通风方面完全可满足生产要求。
运输机能力:
工作面最大生产能力570吨/班,而SGW-40T刮板输送机的最大150吨/h,运输机能力可满足生产要求。
第四节回采工作面基本和特殊支护方式
我矿炮采放顶煤回采工艺采用DZ22-100型单体液压支柱配合2.4mπ型钢对棚支护工作面,每对棚下站5根单体柱,柱下垫尼龙柱鞋已减少支柱钻底量,棚距0.55m,最大控顶距3.4m,最小控顶距2.4m。
根据该区煤层顶底板岩层岩性及厚度,按三个特殊时期分别计算采场的支护强度,取其最大值与设计支护强度进行比较:
1、直接定初次垮落期间,支架应至少能承担起直接顶初次垮落一半与顶煤的重量,则采场支护强度为:
式中:
P1——支架支护强度
Mz——直接顶厚度
Rz——直接顶容重
Lz——直接顶初次垮落步距
Lk——最小控顶距
Mm——顶煤厚度
Rm——煤层容重
2、老顶初次来压期间,在支柱不被压死的情况下,承担起老顶重量的1/4、全部直接顶及顶煤重量的作用力,则其支护强度为:
式中:
Me——老顶厚度
Re——老顶容重
Le——老顶初次来压步距
3、周期来压期间,要求支撑住直接顶及顶煤重量,并能承担部分老顶的作用力,以减缓老顶的来压强度,则其支护强度为:
式中:
C——周期来压步距
通过相邻采区各种不同地质条件的计算比较,选择这种支护方式的支护强度完全能满足支护需要。
4、工作面上下安全出口支护:
根据井下生产实际,工作面上安全出口选用6对12根3.5mπ型钢对棚配合单体柱进行支护,棚距0.6m,每对棚下站6根单体柱,安全出口长2.0m,宽1.0m,最大控顶距为4.5m,最小控顶距为3.5m;下安全出口为满足刮板输送机机头位置及安全畅通需要,选用7对14根4.0mπ型钢对棚配合单体柱进行支护,最大控顶距5.0m,最小控顶距4.0m,棚距0.6m,每对棚下站6根单体柱,下安全出口长3.0m,宽1.0m。
第五节顶板管理方法
芦沟煤矿矿区范围内受成煤过程中地质变化的影响,直接顶为砂质泥岩,厚度2~5m,硬度系数在2~3之间,随回采工作面的推进及时切断垮落,自建矿投产至今全部采用全部陷落法管理顶板,故本采区依旧采用全陷法管理顶板。
工作面采用2.4mπ型钢配合单体柱支护,最大控顶距为3.4m,最小控顶距为2.4m,放顶步距为1.0m,放顶方式为自动垮落,无需采用其他方式。
第六节劳动组织和循环作业方式
1、循环作业方式
根据矿当前回采工作面循环作业方式,本采区继续采用“三八”制作业制度,因炮采工作面准备及辅助作业量很小,不安排单独的检修班,选用三班采煤、边采边准的作业方式。
2、循环进度及循环作业图表
采用单体柱配合2.4mπ型钢支护采煤作业场所,除梁两端预留100~200mm的梁头外,支护宽度为2.0m,除必须维护的人员作业空间外,循环进度为1.0m。
根据炮采工作面回采工序工艺及各个时间段所需时间安排,编制以下循环作业图表。
3、工人出勤情况表
根据工作面长度、各工种作业人员、现场管理等需要,采煤工作面劳动组织安排如下表:
采煤工作面劳动组织
序号
工种
班次
合计
一
二
三
1
跟班队长、组长
3
3
3
9
2
工程质量验收员
1
1
1
3
3
柱梁管理工
1
1
1
3
4
采煤支架工
12
12
12
36
5
攉煤工
12
12
12
36
6
机修工
2
2
2
6
7
运输机司机
3
3
3
9
8
液压泵司机
1
1
1
3
9
跟班电工
1
1
1
3
10
11
合计
36
36
36
108
4、机电设备配备
根据本采区采掘工程安排布置,为保证采面正常接替,计划安排两个煤巷掘进工作面和一个回采工作面,机电设备配备情况见后附表:
5、技术经济指标表
见后附表
第七节回采工艺过程中应注意事项
回采工艺包括:
打注水眼注水→打炮眼装药、摘主棚老塘柱站于付棚中间→放炮→移主梁护顶→装运煤、刷帮站主棚柱→放顶移付棚梁→放顶煤→清煤推移刮板输送机→采空区处理。
1、打注水眼注水
煤层注水是指在回采作业前,预先在煤层中按规定要求施工若干钻孔,通过钻孔注入压力水,使其渗透、扩散入煤体内部,人为地增加煤体的水分,增强煤层黏结性,以减少回采过程中的煤尘产生量和顶煤冒落机率等。
由于本采区煤厚平均8.65m,顶煤厚6.65m左右,须严格按照注水设计落实超前注水,超前有效管理顶部煤体。
注水设计规定如下:
①打注水眼时,用风动钻进行打眼,两人相互配合作业;
②注水孔位置:
每隔10棚为一个注水位置,每个注水位置布置上下两个注水孔;在打注水孔时,首先检查上两排巷的注水孔位置,必须相互错开布置,错开距离不少于2m,防止孔间距太近造成相互窜流影响注水效果。
③上注水孔布置在煤壁梁头以下0.2m处,方向垂直于煤壁,仰角与巷道推进方向的坡度保持35~40°;下注水孔与上注水孔布置在同一棚内,布置在梁头以下1.0m左右,方向垂直于煤壁,与切巷推进方向的坡度保持一致,单孔深度不少于5m。
④注水时,用一把注液枪经分流器同时供两个封孔器进行注水,通过截止阀调节注水流量及压力,压力保持2.5Mpa~5Mpa之间为宜;
⑤注水时间以30~40分钟,以相邻孔出水或顶板出现淋水为宜,确保煤体充分湿润以达到提高煤体粘结度和降低煤尘的效果。
注意事项:
1、工作面坚持必须逢采必注,不注不采的原则。
2、注水孔要按设计要求布置,控制调节好注水压力和流量,确保注水效果。
3、上下排的注水孔要错开布置,防止相互渗透窜水。
(注水孔示意图附后)
2、打炮眼、装药、摘主棚老塘柱站于付棚中间
工作面采用爆破与手镐或风镐落煤相结合的方式。
炮眼布置图、爆破设计说明如下:
①炮眼布置参数:
炮眼布置为三花眼,腰眼距顶板0.8m,垂直于煤壁,眼深1.0m,底眼距底板0.3m,下扎角10~15°,与煤壁夹角为75~80°,眼深1.05m;腰眼、底眼眼距均为1.2m。
(附工作面炮眼布置示意图)。
②装药量:
腰眼150g(一卷药),底眼300g(二卷药)。
③爆破器材:
工作面使用风动钻机打眼,用MFB—100型发爆器,煤矿许用三号乳化炸药,采用合格的1~5段煤矿许用毫秒电雷管,总延期时间不超过130毫秒。
④联线方式:
串联。
⑤起爆长度:
根据工作面煤壁情况,一般不超过5m。
⑥起爆顺序:
腰眼2~5段,底眼1~4段,依次起爆。
(附:
联线方式图,工作面放炮装药量表)
注意事项:
1、根据煤壁压力及煤体松散破碎情况,灵活掌握炮眼布置及装药量,既达到职工省力的目的,同时又保证作业场所的安全。
2、打眼装药要固定专人,准确掌握煤体吃药情况。
3、放炮、移主棚梁护顶
放炮落煤后,要及时在煤壁掏出主棚梁窝,先将主棚煤墙柱下缩200~300mm,再下缩中排柱(以梁能活动前移为准),以煤墙柱为支撑点将主棚梁前移到位后,用合格的竹笆、椽子进行护顶,及时升紧升牢(此时付棚仍为一梁三柱,主棚变为一梁两柱的正悬臂梁),此时工作面形成最大控顶距3.4米。
注意事项:
1、首先检查支架完好情况,对受放炮影响的支架进行加固处理,确保作业安全。
2、掏梁窝前要首先查看支架的高低左右情况,为搞好工程质量和文明生产奠定基础。
3、掏梁窝时,要搞好敲帮问顶工作,防止顶煤垮落造成意外事故。
4、及时移梁护顶,严禁空顶作业。
4、刷帮、站主棚柱
当主棚梁拔够三棚并护顶后,开始刷帮站柱(摘付棚煤墙柱支设到主棚煤墙,此时付棚变为一梁两柱正悬臂梁,主棚变为一梁三柱),至少要站两棚主棚柱后方可再进行拔主棚梁作业,以后每拔够三棚梁时,要及时站煤墙柱,严禁出现大面积主棚煤壁侧无站柱现象。
注意事项:
1、移够三棚主梁并护顶后必须及时站柱。
2、站柱时对煤壁进行封闭管理,防止片帮脱齿现象。
3、迎山站正并给足初撑力,提高支护强度。
5、放顶、移付梁
当工作面全部采通或分段采通后,即可把错后的付梁前移,拔付梁时要由下向上逐棚进行;移付梁前,首先把主棚中排柱活到付棚煤墙梁头下(此时付棚变为一梁三柱,主棚变为一梁两柱),再把付梁采空区侧支柱回出,靠到煤墙付梁预定位置(应有防倒措施)。
作业前要先检查安全情况,要求支架不歪不旋,放顶退路畅通,在安全的情况下方可作业。
拔付梁时,先用椽子、竹笆把采空区闭严,不得流煤,付梁前移与主梁并成对后,升紧支柱(付棚变为一梁三柱,主棚变为一梁两柱)。
此时采面刮板输送机在采空区侧,采空区进行全封闭管理,工作面形成最小控顶距2.4米。
注意事项:
1、放顶前需进行挡门,防止煤矸滚落到相邻作业场造成支柱埋压。
2、放顶前首先检查加固作业场所的支架。
3、移付梁前舍帮实施封闭管理,为实现多轮次循环放煤创造条件。
6、放顶煤
因本采区顶煤厚度在5米左右,为提高煤炭资源回收率,同时保证煤质,要求实施采放分开回采工艺,即当班回采段不准放煤,本班放上一班回采段的顶煤,清理下一班预回采段的浮煤及掏手把以下段的残留煤。
在放煤过程中,严格按单、双号间隔多轮次循环低位放顶煤方法进行放煤,具体步骤如下:
⑴放煤口的位置及规格
放煤口在距刮板输送机上沿0.3~0.5米处,规格为0.3×0.3米,间隔1.2米,即隔棚开口。
⑵编号方法
先把工作面划成每10棚为一个放煤场,编号依次为Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ、Ⅳ、Ⅴ、……,再在每个放煤场内自机头向机尾依次划分放煤口,编号为1、2、3、4、……。
⑶单双号间隔放煤
先在Ⅰ、Ⅲ等放煤场的1放煤口放煤,再在Ⅱ、Ⅳ等放煤场的1放煤口放煤;再在Ⅰ、Ⅲ等放煤场的3放煤口放煤,再在Ⅱ、Ⅳ等放煤场的3放煤口放煤;以此类推,单号结束后,在Ⅰ、Ⅲ等放煤场的2放煤口放煤,再在Ⅱ、Ⅳ等放煤场的2放煤口放煤,……;每个放煤场一次只设一个放煤口,全工作面最多可布置两个口同时放煤,严禁多开口,瓦斯大时,只准一个口放煤,瓦斯浓度达到0.6%以上时严禁放煤,采取措施,进行处理。
⑷多轮次循环放煤
为了控制工作面顶板均衡垮落,保证资源回收率、煤炭质量达到要求,每次只准放出顶煤的五分之一到三分之一。
放煤时间视顶煤厚度确定,但每次最长不得超过3分钟,然后用竹笆、椽子闭严,待工作面放煤口全部放完一遍后,再进行第二轮次放煤,第二轮仍是单、双号间隔放煤,依次进行,直到把煤放完为止。
注意事项:
1、按规定严格落实多轮间隔循环放煤工艺。
2、放煤口位置控制在溜子上沿以上0.3~0.5m处,严禁高位放煤。
3、放煤时,同时放煤口不超过两个,根据刮板输送机运行及瓦斯情况有控制地进行放煤。
4、每口一次放煤量不超过煤厚的
,严禁一次见碴。
5、如遇大块煤矸堵塞放煤口时,应用扦子、长锨、大锤等长把工具将其破碎,疏通放煤口后继续放煤。
7、移刮板输送机
⑴推移刮板输送机仅限在顶煤放干净段,先清理工作面煤壁侧浮煤,高度达到2米后,方可开始移刮板输送机;
⑵移刮板输送机必须从机尾向机头或从机头向机尾进行,严禁从中间往两头移或从两头往中间移;
⑶在推移刮板输送机时要边摘柱边推移,摘柱长度不超过15米,时间不超过20分钟,不准提前长距离摘除中排巷柱;
⑷推移刮板输送机时,要慢慢开启推溜器注液扳手,将刮板输送机缓慢推移至煤壁,刮板输送机要平、直、稳、正、牢,与煤壁保持0.2米间距;
⑸刮板输送机移到位后首先在推溜器两侧站好中排支柱,将刮板输送机位置固定,然后回缩推溜器到最小值,靠推溜器挡板处站中排柱,柱下站好尼龙柱鞋;
⑹移刮板输送机结束后,机头机尾压(戗)柱打紧打牢,机尾处盖好盖板,否则严禁开机试运转。
试运转时,要先点动刮板输送机至少两次,严禁一次直接启动刮板输送机,确认安全后方可启动运转刮板输送机。
注意事项:
1、推移刮板输送机前先清净浮煤。
2、推移时摘柱长度不准超过15m,时间不超过20min。
3、刮板输送机要移平顺直。
4、推移刮板输送机时,要分次移送到位,防止推死。
5、启动刮板输送机时,要分次启动,机修工要在现场。
8、采空区处理
采用全部垮落法处理采空区,要求采空区冒落高度普遍大于1.5倍采高,对于局部冒落不充分处要控制放煤,保证舍帮煤矸围实梁头,若顶煤跨落不能完全充填采空区时,必须采取打抬棚加固措施。
注意事项:
1、如顶板垮落不充分,控制放煤量以围实梁头。
2、空顶地段要打抬棚进行加固支架。
3、悬顶面积超过2×5m2时要采取强制放顶措施。
第三章采区巷道和生产系统
第一节采区概况
22采区位于井田中部,北部以芦沟正断层保护煤柱线为界,西部到边界保护煤柱线,南部至-150m煤层底板等高线,东部到32运输下山保护煤柱线,大体为一凹五边形,面积为310400m2;
芦沟正断层以北为一水平采区,该区已于1998年回采结束,西部和南部无任何采掘活动,东部有已掘进的中央轨道下山和32运输下山。
该区内共有11个地质钻孔,根据32运输下山、三维地震物探和钻探资料分析,本区煤层赋存较稳定,大体呈单斜构造分布,中部为一向斜构造。
第二节储量计算
1、计算方法:
在1:
1000的煤层底板等高线图上,计算机读取平面积,用平面积换算为斜面积,乘上煤层真厚度,再乘以煤体容重。
煤层厚度是取采区范围内的钻孔煤厚和实见点煤厚,用倾角换算成真厚度。
-150水平煤层底板等高线以上:
C-028块:
C-027块:
B-030块:
C-029块:
根据以上计算,地质储量为:
B级:
133.5万吨
C级:
81.1万吨
合计B+C级:
214.6万吨
第三节方案选择
根据22采区区域分布及煤层赋存情况,采区巷道有两种布置方案:
方案Ⅰ:
从32运输下山通过车场形成运输后直接掘进上下付巷,向西到达采区边界,同时再掘进回风车场及回风巷与32总回风巷贯通,形成回风系统;
方案Ⅱ:
从-150水平大巷分别掘进集中运输巷和运输联巷,形成运输系统,同时再从-150水平大巷掘进联巷到集中回风巷位置后,向东掘进集中回风巷,形成通风系统后向西掘进集中回风巷到达采区中间向斜轴部后,向北掘进22运输上山及22回风上山,分两翼布置工作面;
方案Ⅲ:
分别从32运输下山和32回风下山中下部掘进22集中运输巷和22集中回风巷到采区中间轴部后,向上掘进22运输上山和22回风上山,然后分两翼布置工作面。
方案选择比较:
从图中可以看出,方案Ⅰ工作面上下付巷太长,不便于布置工作面,还有掘进回风车场岩巷工程量太大,工作面无法跳采;方案Ⅲ从下部开口掘进,准备工
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