采礦工程畢業(yè)論文開題報告范文(5)

　第四章 井田開拓

　　第一節(jié) 井田開拓的基本問題

　　一、礦井工業(yè)場地位置選擇

　　工業(yè)廣場選擇于安澤縣唐城鎮(zhèn)上莊村與下莊村間，工廣地面開闊，有足夠的場地布置主、副井地面生產系統(tǒng);目前已具備較好的供電條件，地面運輸條件良好，供水距離較近，征地費用較便宜,而且避開北面的高山

　　二、 開拓方式的確定

　　工業(yè)廣場位于安澤縣唐城鎮(zhèn)上莊村與下莊村間，該處煤層埋深約430m左右。方案一采用雙立井開拓，主立井內設置多繩提煤箕斗，風井為對稱并列專用回風井。這種布置方式投資大，但礦井通風能力大，生產干擾大，要求較高的生產管理水平。方案二采用主、副斜井及回風立井開拓方式，主斜井作為主提升井，副立井內作為運送材料、提升矸石之用，采用料石砌碹支護方式，主井筒內鋪設膠帶輸送機，作為主提升井，擔負全礦井的煤炭提升任務，井筒方位角為90°，井筒傾角為23°兼作進風井，同時布置所需綜合管線，主井內鋪設臺階并安裝扶手作為礦井的

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　　安全出口。副斜井井筒方位角為90°，井筒傾角為25°，采用料石砌碹支護方式，井筒內鋪設軌道，擔負全礦井的矸石、材料、人員這樣布置一是礦通風能力不受限制，其次，這樣布置對于管理水平不高的地方礦來生產干擾小，易于管理。

　　三、開拓方式的選定

　　根據開拓方式布置原則、工業(yè)場地位置的選擇和煤層賦存條件，根據以往經驗和大量資料設計只提出了兩個開拓方案進行比選，方案分述如下：

　　1、方案一：工業(yè)廣場位于上安澤縣唐城鎮(zhèn)上莊村與下莊村間，雙立井開拓，主立井井筒傾角為90° ，井筒深470m，井筒凈斷面19.625 m2，井筒內設置兩套16噸立井多繩提煤箕斗，作為提煤用;副立井井筒深470m，井筒凈斷面38.465 m2，井筒內設置一對一噸礦車雙層雙車罐籠，一個材料罐籠帶平衡錘。擔負全礦井的材料、設備、矸石等全部提升任務，并兼作進風井，同時布置所需綜合管線，主井內鋪設臺階并安裝扶手作為礦井的一個安全出口。風井1井筒方位角為90°，井筒深470m，風井2井筒方位角為0°，井筒深470m。風井井筒凈斷面19.625，采用料石砌碹支護方式，井筒內鋪設臺階并安裝扶手作為礦井的一

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　　個安全出口。礦井通風方式為兩翼對角式。

　　2、方案二：工業(yè)廣場位于上安澤縣唐城鎮(zhèn)上莊村與下莊村間，采用主副斜井、立井回風開拓方式，主斜井井筒傾角為23°, 主斜井斜長 1497.7m，主井筒內鋪設膠帶輸送機，作為主提升井，擔負全礦井的煤炭提升任務，井筒方位角為90°，同時布置所需綜合管線，主井內鋪設臺階并安裝扶手作為礦井的安全出口，并兼作進風井。副斜井井筒方位角為90°，井筒傾角為25°，副斜井斜長 1108.2m，井筒內鋪設軌道，用電機車擔負全礦井的矸石、材料、人員運輸任務，并兼作進風井，井筒內設置安全出口。一號回風立井井筒垂深435m;二號回風立井井筒垂深470m。礦井通風方式為中央并列式。

　　通過上面方案比較分析：方案一和方案二的總費用相差不大，不足10%。方案一的初期投資費用和基建費、生產經營費用比方案二少、壓煤少，故此選用方案一。

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　　第五章 礦井基本巷道

　　第一節(jié)、井筒數目及用途

　　1、井筒數目及用途

　　礦井移交生產至達到設計能力時，先開鑿3個井筒，即主立井、副立井、回風立井1，后期再開風井2。各井筒用途分述如下:

　　二、井筒布置及裝備

　　1、主井：由于本井田地處平原，加之煤層埋藏較深、表土層較厚，不具備斜井與平峒的開拓條件，故而采用立井開拓。其斷面圖如圖2-4-1所示。

　　主井井筒斷面布置圖 圖2-4-1

　　2、副井：井筒采用圓形斷面,井壁采用錨噴支護,副井主要用來運輸人員、設備、材料以及提升矸石，兼做通風、排水、供電用。其斷面圖如圖2-4-2所示

　　副井井筒斷面布置圖 圖2-4-2

　　3、風井：風井井筒采用圓形斷面，采用錨噴支護。風井除了礦井回風之用，其斷面圖如圖2-4-3所示。

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　　風井井筒斷面布置圖 圖2-4-3

　　井底車場

　　第二節(jié)、井底車場形式的選定

　　井底車場設計原則：

　　(1) 要留有一定的富裕通過能力，一般要求大于礦井設計能力的30%;

　　(2)設計車場時要考慮礦井增產的可能;

　　(3) 盡可能的提高機械化水平，簡化調車作業(yè)，提高通過能力;

　　(4) 考慮主、副井之間施工的短路貫通;

　　(5)注意車場處的圍巖及巖層含水性，破碎情況，避開破碎和強含水層;

　　(6)井底車場要布置緊湊，注意減少工程量等。

　　井底車場采用立井刀把式環(huán)形車場，采用頂推調車。車場巷道采用半圓拱斷面，錨噴支護。

　　二、井底車場硐室名稱及位置

　　在副井井底布置有水泵房、水倉、中央變電所、管子道、調度室及醫(yī)務室等主要硐室。井底車場巷道和主要硐室均采用半圓拱斷面，錨噴支護。

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　　第六章 采煤工藝

　　第一節(jié)、盤區(qū)采煤方法

　　一、現(xiàn)生產盤區(qū)采煤方法

　　現(xiàn)生產盤區(qū)為14#層410盤區(qū)，工作面長度120～180m，推進長度為562～1172m。采用近水平長壁后退式全部垮落法綜合機械化開采。

　　二、本盤區(qū)采煤方法：

　　1、采煤方法：

　　根據地質條件和煤層賦存及盤區(qū)系統(tǒng)與采掘接替情況，盤區(qū)內工作面均采用近水平長壁后退式全部垮落法綜合機械化開采。

　　2、回采工作面布置及主要系統(tǒng)：

　　工作面布置：為便于集中管理，減少井巷工程量，工作面采用雙巷布置，一條為機軌合一的進風、皮帶順槽，另一條為回風、軌道順槽。

　　主要參數：根據盤區(qū)走向及傾斜長度，結合綜采設備情況和同類工作面情況，確定14#層412盤區(qū)工作面長度為125～150m，順槽長度為420～720m。

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　　3、首采面確定依據：

　　根據地質條件和煤層賦存情況，本盤區(qū)采用區(qū)內后退式回采，選擇盤區(qū)末端的14#層81201面為首采面。

　　第二節(jié)、回采工藝

　　1、回采工作面實行“四、六”制作業(yè)，三班生產一班檢修準備，生產班開機率75%。

　　2、工作面采用MGTY-300-700-1.1D 型電牽引采煤機割、裝煤，SGZ-830/630型刮板輸送機運送煤炭，根據本工作面的技術裝備, 截割方式為工作面采用尾部斜切進刀的單向采煤工藝，即往返一次進一刀的作業(yè)方式, 每刀循環(huán)進度0.60M。 具體采煤工藝過程為: 采煤機尾部斜切進刀→采煤機向頭部割煤→追機移架→采煤機返向裝浮煤→推移運輸機→采煤機尾部斜切進刀的單向采煤工藝。工作面見頂見底(當煤層厚度大于采高時見頂留底)開采。

　　3、工作面采用ZZS6000/17/37型支撐掩護式液壓支架進行支護，工作面端頭采用同型號液壓支架三架(頭2架，尾1架)和6根DZ單體支柱配合π型梁管理頂板，超前支護采用雙排單體支護，上、下巷超前20m進行加強維護，距安全出口20m支設雙排戴帽單體柱, 柱距1.1m, 柱帽為1.2m長的鋼梁。機巷在轉載機兩側支設,下巷上幫側支柱距煤幫0.5m,并留有大于0.7m寬的人行道,下幫側支柱距煤幫0.5m.排距為3.0m,并不影響轉載機前移;回風巷在

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　　軌道兩側支設,排距為3.0m,支柱距煤幫0.5m,梁端距煤幫0.2m,距單體柱為0.3m,并且頂梁與煤幫垂直。

　　第三節(jié)、采高選擇

　　根據本盤區(qū)鉆孔資料分析，14#煤層賦存比較穩(wěn)定，煤層厚度2.10～4.05m，平均3.08m，采高可選擇在1.7～

　　3.7m。

　　表11 主要機電設備配置一覽表：

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　　本盤區(qū)可采范圍內，根據地質條件，適宜布置綜采工作面，兩翼開采，分層布置，12#層與14#層各采一翼，12#層采高平均為2.4米，14#層采高平均為2、6米,都是長壁冒落法開采，每個工作面都是安由開切眼巷始采向盤區(qū)準備巷方向，推進至停采線結束，即區(qū)內后退式開采。對薄煤層區(qū)回采采高最小值控制在1.3M煤厚值，巷道掘進高度不得超過回采的最大采高值，要沿頂留底施工，不準留頂煤。綜采設備的選型要根據實際情況具體確定，在編制綜采工作面開采設計中作出規(guī)定。

　　第四節(jié)、頂板管理

　　(一)、正常工作時期頂板支護方式

　　里部窄工作面選用102架、外部寬工作面選用116架

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　　ZZS6000/17/37型支撐掩護式液壓支架控制工作面頂板。頂板管理方法為即時支護式, 即先拉架后推移運輸機,工作面最大控頂距5.24M, 最小控頂距4.69M。

　　(二)、回柱放頂與其它工序平行作業(yè)的安全距離

　　1、追機移架，移架距采煤機后滾筒的距離保持3.0-5.0M。

　　2、如果古塘頂板冒落高度達不到1.5倍采高、局部懸板面積超過2×10 M2上下落三角懸板面積超過5×10 M2時,必須進行人工強制放頂。強制放頂時必須停止工作面的其它一切工作。

　　3、機組割通頭尾煤后，停機回撤切頂線位置的關門柱和移設鋼梁，再把頭尾支架移過。

　　(三)、特殊時期的頂板管理

　　1、來壓及停采前的頂板管理

　　(1).初次來壓及周期來壓時,工作面必須加強支

　　護。工作面支架超前移過,升緊

　　升牢, 初撐力達額定初撐力30MPa的80%以上，也即24MPa以上。

　　(2).來壓及停采前,必須將工作面支架進行徹底的檢修,消滅跑、冒、滴、漏及串液現(xiàn)象,所有支架(柱)要達到

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　　額定初撐力,頂梁接頂嚴密,無浮煤、浮矸堆積。

　　(3).及時追機移架，將工作面縮小到最小控頂距，并采取超前移架管理頂板。頂板破碎時要及時在支架頂梁上剎木梁探至煤壁支設，機道頂板下沉時，在支架上架設木梁并且在機道木梁的下面支設臨時點柱抬住梁端。支回臨時點柱要距采煤機不小于5M，且必須停機進行。

　　(4).加強放頂工作，古塘懸板超控時，立即停產放頂。

　　2、頂板破碎時的頂板管理

　　(1)、加強對支架的維護保養(yǎng)，確保支架初撐力達額定初撐力30MPa的80%

　　以上，也即24MPa以上。

　　(2)、頂板破碎時，必須提前維護，必要時進行打錨索，架抬棚、造假頂。

　　(3)、工作面頂板破碎時，必須超前移架管理頂板，并在頂板破碎處剎4M，6M梁通過。

　　3、空巷應力集中區(qū)的頂板管理

　　工作面可采范圍內有1條與工作面回風巷道斜交的50M長的獨頭空巷，該區(qū)域為壓力集中區(qū), 瓦斯排放后及時在巷道支設兩排戴1.2M鋼梁的單體柱或戴1.2M木柱帽的

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　　木柱,柱距均為1.2M排距2.0M， 對巷道頂板進行維護。

　　4、初次及循環(huán)放頂頂板管理

　　采空區(qū)頂板處理采用全部垮落法。根據經驗及本工作面的頂板巖性特征,為了徹底消滅頂板來壓時對工作面支架造成的危害，工作面頂板采用巖石電鉆打深度為6.0M炮眼, 進行人工強制放頂。

　　(1).初次放頂:

　　直接頂初次垮落步距計算:

　　Lmax=H×C2δ/q

　　式中: Lmax──直接頂初次垮落步距,M;

　　H──直接頂冒落高度, M;

　　δ──巖層抗拉強度,粉砂巖取371.428T/M2;

　　q ───單位面積巖層載荷, T/M2;

　　C───直接頂分層影響系數, 取0.55

　　

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