采矿工程毕业论文开题报告(5)

时间:2024-09-30 11:19:09 学人智库 我要投稿
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采矿工程毕业论文开题报告范文(5)

 第四章 井田开拓

  第一节 井田开拓的基本问题

采矿工程毕业论文开题报告范文(5)

  一、矿井工业场地位置选择

  工业广场选择于安泽县唐城镇上庄村与下庄村间,工广地面开阔,有足够的场地布置主、副井地面生产系统;目前已具备较好的供电条件,地面运输条件良好,供水距离较近,征地费用较便宜,而且避开北面的高山

  二、 开拓方式的确定

  工业广场位于安泽县唐城镇上庄村与下庄村间,该处煤层埋深约430m左右。方案一采用双立井开拓,主立井内设置多绳提煤箕斗,风井为对称并列专用回风井。这种布置方式投资大,但矿井通风能力大,生产干扰大,要求较高的生产管理水平。方案二采用主、副斜井及回风立井开拓方式,主斜井作为主提升井,副立井内作为运送材料、提升矸石之用,采用料石砌碹支护方式,主井筒内铺设胶带输送机,作为主提升井,担负全矿井的煤炭提升任务,井筒方位角为90°,井筒倾角为23°兼作进风井,同时布置所需综合管线,主井内铺设台阶并安装扶手作为矿井的

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  安全出口。副斜井井筒方位角为90°,井筒倾角为25°,采用料石砌碹支护方式,井筒内铺设轨道,担负全矿井的矸石、材料、人员这样布置一是矿通风能力不受限制,其次,这样布置对于管理水平不高的地方矿来生产干扰小,易于管理。

  三、开拓方式的选定

  根据开拓方式布置原则、工业场地位置的选择和煤层赋存条件,根据以往经验和大量资料设计只提出了两个开拓方案进行比选,方案分述如下:

  1、方案一:工业广场位于上安泽县唐城镇上庄村与下庄村间,双立井开拓,主立井井筒倾角为90° ,井筒深470m,井筒净断面19.625 m2,井筒内设置两套16吨立井多绳提煤箕斗,作为提煤用;副立井井筒深470m,井筒净断面38.465 m2,井筒内设置一对一吨矿车双层双车罐笼,一个材料罐笼带平衡锤。担负全矿井的材料、设备、矸石等全部提升任务,并兼作进风井,同时布置所需综合管线,主井内铺设台阶并安装扶手作为矿井的一个安全出口。风井1井筒方位角为90°,井筒深470m,风井2井筒方位角为0°,井筒深470m。风井井筒净断面19.625,采用料石砌碹支护方式,井筒内铺设台阶并安装扶手作为矿井的一

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  个安全出口。矿井通风方式为两翼对角式。

  2、方案二:工业广场位于上安泽县唐城镇上庄村与下庄村间,采用主副斜井、立井回风开拓方式,主斜井井筒倾角为23°, 主斜井斜长 1497.7m,主井筒内铺设胶带输送机,作为主提升井,担负全矿井的煤炭提升任务,井筒方位角为90°,同时布置所需综合管线,主井内铺设台阶并安装扶手作为矿井的安全出口,并兼作进风井。副斜井井筒方位角为90°,井筒倾角为25°,副斜井斜长 1108.2m,井筒内铺设轨道,用电机车担负全矿井的矸石、材料、人员运输任务,并兼作进风井,井筒内设置安全出口。一号回风立井井筒垂深435m;二号回风立井井筒垂深470m。矿井通风方式为中央并列式。

  通过上面方案比较分析:方案一和方案二的总费用相差不大,不足10%。方案一的初期投资费用和基建费、生产经营费用比方案二少、压煤少,故此选用方案一。

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  第五章 矿井基本巷道

  第一节、井筒数目及用途

  1、井筒数目及用途

  矿井移交生产至达到设计能力时,先开凿3个井筒,即主立井、副立井、回风立井1,后期再开风井2。各井筒用途分述如下:

  二、井筒布置及装备

  1、主井:由于本井田地处平原,加之煤层埋藏较深、表土层较厚,不具备斜井与平峒的开拓条件,故而采用立井开拓。其断面图如图2-4-1所示。

  主井井筒断面布置图 图2-4-1

  2、副井:井筒采用圆形断面,井壁采用锚喷支护,副井主要用来运输人员、设备、材料以及提升矸石,兼做通风、排水、供电用。其断面图如图2-4-2所示

  副井井筒断面布置图 图2-4-2

  3、风井:风井井筒采用圆形断面,采用锚喷支护。风井除了矿井回风之用,其断面图如图2-4-3所示。

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  风井井筒断面布置图 图2-4-3

  井底车场

  第二节、井底车场形式的选定

  井底车场设计原则:

  (1) 要留有一定的富裕通过能力,一般要求大于矿井设计能力的30%;

  (2)设计车场时要考虑矿井增产的可能;

  (3) 尽可能的提高机械化水平,简化调车作业,提高通过能力;

  (4) 考虑主、副井之间施工的短路贯通;

  (5)注意车场处的围岩及岩层含水性,破碎情况,避开破碎和强含水层;

  (6)井底车场要布置紧凑,注意减少工程量等。

  井底车场采用立井刀把式环形车场,采用顶推调车。车场巷道采用半圆拱断面,锚喷支护。

  二、井底车场硐室名称及位置

  在副井井底布置有水泵房、水仓、中央变电所、管子道、调度室及医务室等主要硐室。井底车场巷道和主要硐室均采用半圆拱断面,锚喷支护。

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  第六章 采煤工艺

  第一节、盘区采煤方法

  一、现生产盘区采煤方法

  现生产盘区为14#层410盘区,工作面长度120~180m,推进长度为562~1172m。采用近水平长壁后退式全部垮落法综合机械化开采。

  二、本盘区采煤方法:

  1、采煤方法:

  根据地质条件和煤层赋存及盘区系统与采掘接替情况,盘区内工作面均采用近水平长壁后退式全部垮落法综合机械化开采。

  2、回采工作面布置及主要系统:

  工作面布置:为便于集中管理,减少井巷工程量,工作面采用双巷布置,一条为机轨合一的进风、皮带顺槽,另一条为回风、轨道顺槽。

  主要参数:根据盘区走向及倾斜长度,结合综采设备情况和同类工作面情况,确定14#层412盘区工作面长度为125~150m,顺槽长度为420~720m。

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  3、首采面确定依据:

  根据地质条件和煤层赋存情况,本盘区采用区内后退式回采,选择盘区末端的14#层81201面为首采面。

  第二节、回采工艺

  1、回采工作面实行“四、六”制作业,三班生产一班检修准备,生产班开机率75%。

  2、工作面采用MGTY-300-700-1.1D 型电牵引采煤机割、装煤,SGZ-830/630型刮板输送机运送煤炭,根据本工作面的技术装备, 截割方式为工作面采用尾部斜切进刀的单向采煤工艺,即往返一次进一刀的作业方式, 每刀循环进度0.60M。 具体采煤工艺过程为: 采煤机尾部斜切进刀→采煤机向头部割煤→追机移架→采煤机返向装浮煤→推移运输机→采煤机尾部斜切进刀的单向采煤工艺。工作面见顶见底(当煤层厚度大于采高时见顶留底)开采。

  3、工作面采用ZZS6000/17/37型支撑掩护式液压支架进行支护,工作面端头采用同型号液压支架三架(头2架,尾1架)和6根DZ单体支柱配合π型梁管理顶板,超前支护采用双排单体支护,上、下巷超前20m进行加强维护,距安全出口20m支设双排戴帽单体柱, 柱距1.1m, 柱帽为1.2m长的钢梁。机巷在转载机两侧支设,下巷上帮侧支柱距煤帮0.5m,并留有大于0.7m宽的人行道,下帮侧支柱距煤帮0.5m.排距为3.0m,并不影响转载机前移;回风巷在

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  轨道两侧支设,排距为3.0m,支柱距煤帮0.5m,梁端距煤帮0.2m,距单体柱为0.3m,并且顶梁与煤帮垂直。

  第三节、采高选择

  根据本盘区钻孔资料分析,14#煤层赋存比较稳定,煤层厚度2.10~4.05m,平均3.08m,采高可选择在1.7~

  3.7m。

  表11 主要机电设备配置一览表:

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  本盘区可采范围内,根据地质条件,适宜布置综采工作面,两翼开采,分层布置,12#层与14#层各采一翼,12#层采高平均为2.4米,14#层采高平均为2、6米,都是长壁冒落法开采,每个工作面都是安由开切眼巷始采向盘区准备巷方向,推进至停采线结束,即区内后退式开采。对薄煤层区回采采高最小值控制在1.3M煤厚值,巷道掘进高度不得超过回采的最大采高值,要沿顶留底施工,不准留顶煤。综采设备的选型要根据实际情况具体确定,在编制综采工作面开采设计中作出规定。

  第四节、顶板管理

  (一)、正常工作时期顶板支护方式

  里部窄工作面选用102架、外部宽工作面选用116架

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  ZZS6000/17/37型支撑掩护式液压支架控制工作面顶板。顶板管理方法为即时支护式, 即先拉架后推移运输机,工作面最大控顶距5.24M, 最小控顶距4.69M。

  (二)、回柱放顶与其它工序平行作业的安全距离

  1、追机移架,移架距采煤机后滚筒的距离保持3.0-5.0M。

  2、如果古塘顶板冒落高度达不到1.5倍采高、局部悬板面积超过2×10 M2上下落三角悬板面积超过5×10 M2时,必须进行人工强制放顶。强制放顶时必须停止工作面的其它一切工作。

  3、机组割通头尾煤后,停机回撤切顶线位置的关门柱和移设钢梁,再把头尾支架移过。

  (三)、特殊时期的顶板管理

  1、来压及停采前的顶板管理

  (1).初次来压及周期来压时,工作面必须加强支

  护。工作面支架超前移过,升紧

  升牢, 初撑力达额定初撑力30MPa的80%以上,也即24MPa以上。

  (2).来压及停采前,必须将工作面支架进行彻底的检修,消灭跑、冒、滴、漏及串液现象,所有支架(柱)要达到

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  额定初撑力,顶梁接顶严密,无浮煤、浮矸堆积。

  (3).及时追机移架,将工作面缩小到最小控顶距,并采取超前移架管理顶板。顶板破碎时要及时在支架顶梁上刹木梁探至煤壁支设,机道顶板下沉时,在支架上架设木梁并且在机道木梁的下面支设临时点柱抬住梁端。支回临时点柱要距采煤机不小于5M,且必须停机进行。

  (4).加强放顶工作,古塘悬板超控时,立即停产放顶。

  2、顶板破碎时的顶板管理

  (1)、加强对支架的维护保养,确保支架初撑力达额定初撑力30MPa的80%

  以上,也即24MPa以上。

  (2)、顶板破碎时,必须提前维护,必要时进行打锚索,架抬棚、造假顶。

  (3)、工作面顶板破碎时,必须超前移架管理顶板,并在顶板破碎处刹4M,6M梁通过。

  3、空巷应力集中区的顶板管理

  工作面可采范围内有1条与工作面回风巷道斜交的50M长的独头空巷,该区域为压力集中区, 瓦斯排放后及时在巷道支设两排戴1.2M钢梁的单体柱或戴1.2M木柱帽的

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  木柱,柱距均为1.2M排距2.0M, 对巷道顶板进行维护。

  4、初次及循环放顶顶板管理

  采空区顶板处理采用全部垮落法。根据经验及本工作面的顶板岩性特征,为了彻底消灭顶板来压时对工作面支架造成的危害,工作面顶板采用岩石电钻打深度为6.0M炮眼, 进行人工强制放顶。

  (1).初次放顶:

  直接顶初次垮落步距计算:

  Lmax=H×C2δ/q

  式中: Lmax──直接顶初次垮落步距,M;

  H──直接顶冒落高度, M;

  δ──岩层抗拉强度,粉砂岩取371.428T/M2;

  q ───单位面积岩层载荷, T/M2;

  C───直接顶分层影响系数, 取0.55

  

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