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开拓课程设计.doc

上传人:hskm5268 文档编号:7910712 上传时间:2019-05-29 格式:DOC 页数:25 大小:356KB
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资源描述

1、1华 北 科 技 学 院 课 程 设 计绪论第一章 矿井基本概况第二章 井田开拓方式的确定第三章 矿井基本巷道第四章 采区巷道布置及生产系统第五章 矿井主要技术经济指标表2华 北 科 技 学 院 课 程 设 计绪 论一、目的 1、初步应用矿井开采课程所学的知识,通过课程设计加深对矿井开采采课程的理解。2、培养采矿工程专业学生的动手能力,对编写采矿技术文件,包括编写设计说明书及绘制设计图纸进行初步锻炼。3、为毕业设计中编写毕业设计说明书及绘制毕业设计图纸打基础。二、设计题目1、设计题目的一般条件某矿第一开采水平上山某采区自下而上开采 K1、K 2煤层,煤层厚度、层间距及顶底板岩性见综合柱状图。该

2、采区走向长度 5000 米,倾斜长度 2000 米,采(带)区内各煤层埋藏平稳,地质构造简单,无断层,K 1和 K2煤层属简单结构煤层,硬度系数 f=2,各煤层瓦斯涌出量也较小。设计矿井的地面标高为 0 米,煤层露头为-200 米。第一开采水平为该采区服务的一条运输大巷布置在 K2煤层底版下方 25 米处的稳定岩层中,为满足该采区生产系统所需的其余开拓巷道可根据采煤方法不同由设计者自行决定。2、设计题目的煤层倾角条件煤层倾角条件:煤层平均倾角为 5,阶段倾斜长度 2000m三、课程设计内容采区或带区巷道布置设计;分平面图和剖视图。四、进行方式学生按设计大纲要求,任选设计题目条件中的煤层倾角条件

3、 1或煤层倾角条件 2,综合应用矿井开采所学知识,每个人独立完成一份课程设计。本课程设计要求方案进行技术分析与经济比较。3第一章 矿井基本概况第一节 矿井地面情况1.1.1 矿井位置,范围:该煤矿位于安徽省宿州市埇桥区祁县镇,西寺坡镇和固镇县湖沟区境内,东以 33 勘探线与龙王庙勘探区毗邻;西以 F22 断层与淮北矿业集团祁南煤矿分界;南起二叠系山西组 10 煤层露头;北至32 煤层800 米水平地面投影线为界,东西长约 9km,南北宽约3.55km,矿井面积 35.427 平方米。1.1.2 交通条件:京沪铁路、宿固公路从本区东北通过,宿蚌公路 206 国道经由井田西侧,矿井专用公路 6.5

4、 公里与 206 国道相连,青(疃)芦(岭)矿区铁路从井田北通过,矿井专用铁路线 807 公里连接青芦线,浍河从井田西南部穿过,流经本井田约 10km,常年通航,交通十分便利。1.1.3 地形地貌:本井田地处淮北平原中部,地势平坦,地面标高+17.02+22.89m 左右,一般在+21.00m,井田西北、东北地势略比东南高。1.1.4 矿区交通位置图:本矿井交通极为便利,京沪铁路从本区东北通过,北距宿州站约 20 公里,东距芦岭站 1.5 公里;206 国道宿(州)蚌(埠)段从本区西侧通过,公路通徐州、阜阳、淮北、蚌埠等地;矿井内有淮4河支流浍河通过,乘船可进入淮河和洪泽湖。1.1.5 工农业

5、生产情况:村庄和人口稠密,浍河是区内最大地表水体,也是农业灌溉的主要水源,由于浍河沿岸的煤矿长期把未经净化的差并含有大量煤粉及其他杂质的地下水)排到河内后,造成了河废水(矿化度高、硬度大、水质水严重污染,使河水变质,无法饮用。1.1.6 矿区气候:年平均温度:1415 摄氏度,最高 40.2 摄氏度;最低20.6摄氏度年平均降雨量:1260mm,最大降雨量 1420mm,最大风速 18m/s,春季多东北风,夏季多东东南风,冬季多北西北风冻结期一般自每年 11 月中旬至次年 3 月下旬。第二节 井田地质特征1.2.1 井田地质构造1.2.1.1 井田的地形:该煤矿位于淮北煤田宿县矿区宿南向斜内。

6、宿南向斜的大地构造位置属徐淮隆起的徐宿坳陷区的南部,其主体构造表现为向斜断块形态,故宿南向斜为一由掀斜块段控制而东翼又为后期逆冲构造切割的不完整向斜,向斜轴向近南北,东翼受西寺坡逆冲断层由东向西推覆挤压影响,浅部地层倾角较大,并发育有一系列逆断层;5西翼构造较为简单,地层倾角较平缓,断层稀少宿南向斜东南部中生代岩浆岩活动较为强烈,侵入层位主要为1、2 煤层,其中对 2 号煤层影响较大。从向斜东南部到西北部,从下部煤层到中部煤层,岩浆侵入有逐渐减弱的趋势。12.1 井田的勘探程度:该煤矿位于宿南向斜的东南端,属宿南向斜的东南翼,其构造形态基本为一走向近东西、倾向北、倾角为 15 度左右的单斜构造

7、。 12.2 水文地质特征1)含水层由下至上各含含水层如下(1)太原群组:厚117.8-135.09米,平均127.29米,夹石灰岩十二层63米厚,石灰岩裂隙溶洞发育,含水丰富,钻孔漏失量为3.0-38.84立方米/小时,太原群组上距10煤层55米左右,与煤层无直接水力联系,但在大断层地带石灰岩直接与煤系接触可构成水力联系。(2)煤系地层:由泥岩,粉砂岩,砂岩组成,以泥岩粉砂岩为主。含水的强弱取决于裂隙发育程度,不取决于砂岩厚度。分述如下:11-3煤层组砂岩含水层:由9-16层中细砂岩组成,厚51.18-77.31米,厚度与层数变化大,砂岩裂隙不发育,与第四纪底部含水层组有水力联系;24-8煤

8、层组含水层:由10-13层中细砂岩组成,厚10-25米;310煤层上,下砂岩含水层:由2-4层中细砂岩组成,厚度11.12-34.77米,局部为10煤层顶板,砂岩裂隙不发育,与第四纪无直接水力联系。(3)断层导水性:断层带中多为泥质充填,井田内钻孔穿过断层内未漏水,钻孔地吴坊断层抽水证明断层无水,导水性能差,一般不会引起突水,若断层落差大于60米,石灰岩与煤系接触,开采中石灰岩有突水危险需留防水煤柱。(4)第四纪含水层组:在井田范围内普通分布,表土厚度187-219米,直接覆盖于煤系地层上,按垂直部面自上而下分四个含水层组,三个隔水层组。62)矿井涌水量本矿井正常涌水量为 120 m3/时。第

9、三节 煤层特征13.1 该煤矿位于宿南向斜的东南端,属宿南向斜的东南翼,其构造形态基本为一走向近东西、倾向北、倾角为 5 度左右的单斜构造。 采区储量与服务年限1、采区生产能力选定为 120 万 t/a2、采区的工业储量、设计可采储量(1) 采区的工业储量Zg=HL(m1+m2) 1.0038 式中: Z g- 采区工业储量,万 t; H- 采区倾斜长度,2000m;L- 采区走向长度,5000m; - 煤的容重 ,1.40t/m3;m1- K1煤层煤的厚度,为 2 米;m2- K2煤层煤的厚度,为 4 米;1.0038-倾角余弦的倒数Zg=50002000(2+4)1.41.0038=843

10、1.92 万 t/a(2) 设计可采储量 Zk=(Zg-p)C 式中:Z k- 设计可采储量, 万 t;Zg- 工业储量,万 t;p- 永久煤柱损失量,万 t;p = Zg5%=421.596 万 t C- 采区采出率,本设计条件下取 80%。Zk=(8431.92-421.596) 80%=6408.26 万 t(3)采区服务年限7T= ZK/A式中: T- 采区服务年限,a;A- 采区生产能力,120 万 t;ZK- 设计可采储量,6408.26 万 t;T1= ZK1/AK=6408.26 万 t/120 万 t =53.4a 13.2 瓦斯,煤尘及自燃1)瓦斯根据以前矿井瓦斯等级鉴定,

11、本矿井为低瓦斯矿井,瓦斯涌出量较小,约为 83/t,所以本矿井通风工作比较简单。2)煤尘和煤的自燃10 煤具有煤尘爆炸危险和自燃发火危险,煤尘爆炸指数为38%。第二章 井田开拓方式的确定本井田开拓方式的选择,主要考虑到以下几个因素:1)本井田煤层埋藏较深,煤层可采线在-400m,最深处到-801m 表土层厚度大,平均厚度为 199m。2)表土层有四个含水层,其中第四含水层直接覆盖在煤层露头上。3)距 10 煤底板 220m 处为一奥陶系承压含水层含水层,含水量极大,直接影响着井筒的位置。4)本矿地表地势平坦,且多为农田,无大的地表水系和水体,平均标高为+27m。2.1.1 井筒形式的确定由于本

12、矿表土层较厚,水文地质条件比较复杂,井筒需要才用8特殊法施工,故第一水平只能用立井开拓。根据矿井提升的需要与本矿的地质条件及煤矿安全规程的规定,在本井田的中上部设立主副井筒各一个。主井用来提升煤炭,副井用来运送人员、材料、矸石及通风等。本矿井的瓦斯含量比较大,但经过地面及井下瓦斯抽排之后,能够达到低瓦斯矿井的水平。井田的走向长度比较长,平均为5km,故采用对角式通风,在矿井的-350-380m 防水煤柱之间打两眼立井风井,担负整个矿井的回风任务。2.1.2 井筒位置的确定1)井筒位置的确定原则(1)有利于第一水平的开采,并兼顾其他水平,有利于井底车场和主要运输大巷的布置,石门的工程量要尽量少;

13、(2)有利于首采采区布置在井筒附近的富煤阶段,首采区要尽量少迁村或不迁村;(3)井田两翼的储量基本平衡;(4)井筒不宜穿过厚表土层、厚含水层、断层破坏带、煤与瓦斯突出煤层或软弱岩层;(5)工业广场应充分利用地形,有良好的工程地质条件,且避开高山、低洼和采空区,不受崖崩滑坡和洪水的威胁;(6)工业场地宜少占耕地,少压煤;(7)水源、电源较进,矿井铁路专用线短,道路布置合理。2)井筒位置的确定9本矿井在煤层底板下部有一奥陶系承压含水层,压力及水量都很大,设计时须使井筒、井底车场与承压含水层之间有一定厚度的保护层,在确定井筒延伸方式时应综合考虑,不能使井筒穿过该含水层。因此,为避开奥陶系承压含水层的

14、影响, 矿井开拓方式的不同,将会对应不同的井筒位置。风井井口位置的选择应在满足通风条件的前提下,与提升井筒的贯通位置最短,并利用各种煤柱以减少保护煤柱的损失。本矿井的防水煤柱为-350-380m,且采用对角式通风,故将风筒布置在防水煤柱内,从而减少了煤柱的损失。2.1.3 开采水平的确定本矿井煤层露头标高-200m,煤层埋藏最深处达-375m,因此必须采用对水平开采。对于本矿井开采水平的确定,可考虑划分为两个水平或三个水平。选用两个水平时,由于奥灰水的影响,需用暗斜井延伸第二水平;或者井筒位置打在井田的下部。选用三个水平时,可以考虑立井延伸二、三水平,但井筒必须打在煤层较深处;或者立井延伸第一

15、水平、暗斜井延伸第三水平。2.1.4 运输大巷和井底车场的布置1)运输大巷的布置由于本井田煤层埋藏比较深,冲击地压比较大,设计可采煤层的厚度为 8m,且运输大巷为上下两个阶段服务为便于维护和使用,10使大巷不受煤层开采的影响,所以将大巷布置在煤层底版下方 30m处的砂岩中。其优点是巷道维护条件好,维护费用底,巷道施工条件够按要求保持一定方向和坡度;在开采上下阶段时可跨大巷开采,不留设保护煤柱,减少煤柱损失,同时便于设置煤仓。2)井底车场的布置由于井底车场一般要为整个矿井服务,服务年限长,故要布置在较坚硬的岩层中。本矿井布置位置可以选择在煤层顶板或煤层底板中。煤层顶板为中硬的砂泥岩地板为坚硬的砂

16、岩,后者相对于前者维护费用较低,但基建费用比较高,且井底车场的位置要与矿井的开拓方式相适用,需要进行技术与经济比较,以选择最优方案。2.1.5 矿井开拓延伸方案及阶段划分1)矿井开拓延伸方案本矿井开拓延伸可以考虑以下两种方案:立井延伸;暗斜井延伸。采用立井延伸时,可以充分利用原有的各种设备和设施,提升系统单一,转运环节少,经营费用底,管理较方便。但采用这种方法延伸时,受奥陶系含水层的限制,致使井筒同时担任生产和延伸任务,施工与生产相互干扰,立井接井时技术难度较大,矿井将短期停产,延伸两个井筒施工组织复杂,为延伸井筒需要掘进一些临时工程,延伸后提升高度增加,能力下降,可能需要更换提升设备。11采

17、用暗斜井延伸时,原有井筒的位置、水平的划分,上山或上下山开采的确定都不受奥陶系承压含水层的影响。系统比较简单且生产能力大,可充分利用原有井筒能力,同时生产和延伸相互干扰较小。其缺点是增加了提升运输环节和设备,通风系统较复杂。2)阶段划分本矿井的开拓方式可采用单水平,开采时采用上山开采。2.1.6 方案比较1)方案说明根据前述各项决定,本井田在技术上可行的开拓方案有下列四种。(1)立井两水平,暗斜井延伸第二水平,一水平上下山开采,二水平也上下山开采;(2)立井两水平,立井延伸第二水平,一水平上下山开采,二水平上下山开采;(3)立井三水平,双立井延伸二、三水平,一水平上下山开采,二、三水平均上山开

18、采(4)立井三水平,双立井延伸第二水平,双斜井延伸第三水平,第一水平采用上下山开采,第二、三水平采用上山开采;在上述经济比较中需说明以下几点;(1)两方案的第一水平均布置有两条采区上下山,且这些上下山的开掘费用近似相等,考虑到全井田中采区上下山的总开掘长度基本相等,即两方案的一水平采区上下山总开掘费用近似相等,故12未参加比较;同时方案 1 的二水平上山与方案 3 的二水平上山也近似相等。另外,采区上部、中部、下部车场在数目上略有差别,但基建费的差别很小,故也未参加比较;(2)立井、大巷、石门及采区上山的辅助运输费用占运输费用的 20%进行估算;(3)井筒、井底车场及主回风石门等均布置在中硬或

19、坚硬的岩层中,它们的维护费用底于 5 其元/年.米,故比较中未对维护费用进行比较。但是由于煤层 为砂泥岩,方案 3 的较多石门均布置在煤层顶板中,所以巷道维护费用将比方案 2 多;综上所述,方案 1 是最优方案,即该设计选用立井开拓一水平,暗斜井延伸二水平的开拓方案。煤层设计两个阶段开采,第一阶段为-300 -1450m,阶段斜长 1327m,阶段垂高为 1150m,采用上下山开采;第二阶段为-1450-2700m,阶段斜长 1446m,阶段垂高为1145m,采用上下山开采。整个井田共分为 4 个采区,其中第一水平 2 个采区,一采区为双翼采区,二采区的上山部分是单翼采区,下山部分为双翼采区,

20、分 5 个区段,区段斜长为 232m,第二水平 2个采区,两个为双翼采区,分 5 个区段,区段斜长为 232m。第三章 矿井基本巷道3.1.1 井筒有前述确定的开拓方案可知第一水平主、副井都为立井,并在井田两翼的中央的上边界防水煤柱内各设一个风井。一般来说,立井井筒的横断面形状有圆形和矩形两种,但圆形断面的立井服务年13限长,承压性能好,通风阻力小,维护费用低以及便于施工等优点,因此主、副井筒及风井均采用圆形断面。(1)主井主井井筒采用立井形式,圆形断面,净直径为 6.5m,净断面面积 33.18 ,井筒内装备两套 16 吨的箕斗带平衡锤,井壁采用混凝2m土砌碹支护方式。此外,还布置有检修道、

21、动力电缆、照明电缆、通讯信号电缆、人行台阶等设施。主井井筒断面和井筒特征表见图32。 (2)副井副井井筒采用立井形式,圆形断面,净直径为 7.2m,净断面面积为 40.71 ,井筒内装备一对 1 吨矿车双层四车窄罐笼,和一个2m1 吨矿车双层四车宽罐笼带平衡锤,井壁采用混凝土砌碹支护方式,井筒主要用于提料、运人、提升设备、矸石等。采用金属罐道梁,行钢组合罐道,端面布置,罐道梁采用通梁式布置方式。副井内除装备罐笼外,还设有梯子间作为安全出口,并设有管子道、电缆道。副井井筒断面和井筒特征表分别见 33。(3)风井风井井筒采用立井形式,圆形断面,净直径为 6.0m,净断面面积为 28.27 ,采用混

22、凝土支护方式,井壁厚度为 400mm,备有安2m全出口。风井井筒断面和井筒特征表分别见图 34。(4)风速验算所选定的副井作为进风井,风井作为回风井,其断面的大小必14须符合风速要求。由第九章矿井通风与安全的风速验算可知,所选择的井筒符合风速要求。3.1.2 井底车场从矿车在井底车场内的运行特点看,井底车场有两大类,即环形式和折反式。本矿井设计年产量为 240 万吨,在大巷运输采用 3吨底卸式矿车运煤。根据底卸式矿车的运行特点及要求,选用折反式井底车场,为里保证矿井生产及安全的需要,一般井底车场设有各种硐室。按照轨道上山与上部区段回风巷(或回风石门)的连接方式不同,上部车场分为平车场、甩车场和

23、转盘车场三类。若轨道上山以水平的巷道与区段回风巷相连,绞车房布置在与回风巷同一水平的岩石中,则为上部平车场;若轨道上山以倾斜的甩车道与区段区段回风平巷相连为采区上部甩车场;转盘车场的特点是轨道上山与区段回风平巷呈十字形相交,利用转盘调车,即矿车提至转盘上,将转盘旋转 90,再将矿车送入区段回风平巷。采区上部平车场线路的特点是设置反向竖曲线,上山经反向竖曲线变平,然后设置平台,在平台上进行调运工作。根据提升方向与矿车在车场内运行方向来区分,平车场又可分为顺向和逆向车场两种形式。两种车场如何选择,主要根据轨道上山、绞车房及回风巷的相对位置决定。当车场巷道直接与回风道联系时可采用顺向平车场。当煤层群

24、联合布置采区,且有采区回风石门与各煤层回风巷15及总回风巷相联系时,可采用逆向平车场,有时也可用顺向平车场。对于煤层轨道上山,为减少岩石工程量,可采用甩车场,并具有通过能力大,调车方便,劳动量小等优点;其缺点是绞车房布置在回风巷标高以上,当上部为采空区或松软的风化带时,绞车房维护比较困难,而且绞车房回风有一段下行风,通风条件较差。所以,当采区上部是采空区或为松软的风化带时,可选择平车场。此外,在煤层群联合布置时,回风石门较长,为便于与回风石门联系也多选用平车场,其他条件下,可选择甩车场。采区中部车场也同样采用甩车场形式。采区下部车场的基本形式,按装车地点不同分为大巷装车、石门装车和绕道装车三种

25、;按材料车场设置地点不同,又有顶板绕道和底板绕道两种。当煤层倾角在 12及以下是,采用底板绕道。本采区的下部车场根据条件可以大巷装车形式,由于煤层倾角为 15,故采用顶板绕道。但应注意轨道上山的起坡角,一般以不超过 25为宜。大巷装车式下部车场的辅助提升车场为顶板绕道式3.1.3 主要开拓巷道16主要开拓巷道如运输大巷(图 35) ,主石门(同运输大巷)均布置在底板砂岩中。由于其服务时间长,为了便于维护,并根据现场使用情况,其断面均采用半圆拱型,并采用锚喷支护。华 北 科 技 学 院 课 程 设 计附图如下:1724.18m369.540万 t井 型井 筒 直 径井 深净 断 面 积基 岩 段

26、 毛 断 面 积 井 筒 特 征表 土 段 毛 断 面 积 冻 结 段 井 壁 厚 1450 m混 凝 土 砌 碹 厚两 对 2t箕 斗提 升 容 器井 筒 支 护 多 绳 摩 擦 提 升 机1:0井 筒 中 心 线井筒中心线充 填 混 凝 土 厚图 3-2 主井井筒断面图18井 筒 中 心 线井筒中心线 提 升 容 器 井 筒 支 护 67m .5 240万 吨 .18 945. 一 对 1.5t固 定 箱 式 矿 车 双 层四 车 罐 笼 ; 一 个 带 平 衡 锤 的 加宽 双 层 四 车 罐 笼混 凝 土 砌 碹 厚 0m充 填 混 凝 土 厚 5井 型井 筒 直 径井 深净 断 面

27、积基 岩 段 毛 断 面 积表 土 段 毛 断 面 积 井 筒 特 征1:图 3-3 副井井筒断面图19华 北 科 技 学 院 课 程 设 计1:50263.m180.井 筒 直 径井 深净 断 面 积表 土 段 毛 断 面 积井 筒 特 征 4基 岩 段 毛 断 面 积图 3-4 中央风井井筒断面图20华 北 科 技 学 院 课 程 设 计36504501760520 14021310141780120359.2.82250810 Lx (m )3(kg) m ( )33()(kg)(m)( )2 (m) ()2(m ) (m)1.8 45036110820143.714.2051.24.0

28、13.71:5图 3-5 运输大巷巷道断面图21华 北 科 技 学 院 课 程 设 计第四章 确定采区内准备巷道布置及生产系统1、完善开拓巷道为了减少煤柱损失提高采出率,利于灭灾并提高经济效益,根据所给地质条件及采矿工程设计规划,在第一开采水平中,把为该采区服务的运输大巷和回风大巷均布置在 K2煤层底板下方 25m 的稳定岩层中,两巷水平间距相距 401.26m 。2确定巷道布置系统及采区布置方案分析比较首先确定回采巷道布置方式,由于地质构造简单,煤层赋存条件好,涌水量较小,瓦斯涌出量较小,直接顶较厚且易跨落。同时为减少煤柱损失,提高采出率,降低巷道维护费用,采用沿空掘巷的方式。因此采用工作面

29、布置图 1 所示工作面接替顺序,就能弥补沿空掘巷时工作面接替复杂的缺点。 确定采区巷道布置系统,采区内有 3 层煤,每一层都布置 5 个工作面,根据相关情况初步制定以下两个方案进行比较:方案一:两条岩石上山在距 K2 煤层底板 15m 处岩石中布置两条岩石上山,一条为运输上山,另一条为轨道上山,两上山层位有一定差距,使其分别联结两翼的区段;平巷不交叉;石门联系各煤层。通风路线:新风从阶段运输大巷采区主石门采区下部车场轨道上山中部甩车场区段轨道集中平巷区段联络巷道区段运输平巷工作面区段回风平巷回风石门阶段回风大巷。该方案的特点是:岩石工程量大,掘进费用高,联络石门长,但维护条件好,维护费用低,有

30、利于通风,运输能力大。方案二:一煤一岩上山22华 北 科 技 学 院 课 程 设 计在距 K3 煤层底板 15m 处岩石中布置一条岩石运输上山,在 K3煤层中布置另一条轨道上山,石门联系各煤层。通风路线:新风从阶段运输大巷采区主石门采区下部车场轨道上山中部甩车场区段轨道集中平巷区段联络巷道区段运输平巷工作面区段回风平巷回风石门阶段回风大巷。该方案的特点是:节省了一条岩石上山,相对减少了岩石工程量,但轨道上山不易维护,维护费用高,需要保护煤柱。方案一:岩石工程量达,掘进费用高,联络石门长,但维护条件好,维护费用低,有利于通风,运输能力大方案二:节省了一条岩石上山,相对减少了岩石工程量,但轨道上山

31、不易维护,维护费用高,需要保护煤柱。由此可见,一煤一岩上山不但节省了费用,而且具有超前探煤作用。随着我国巷道锚喷技术的提高对煤巷的维护能够起到很好的效果,另外,本例中 K3 煤层顶地板效果比较好,易于维护,所以采用一煤一岩上山采区联合布置方式。巷道布置情况见巷道布置图、采区巷道平面图、剖面图,以 K1 煤层为例 。3 确定工作面回采巷道布置方式及工作面推进终点位置回采巷道布置方式.:单巷沿空掘巷掘进方式。分析:已知采区内各煤层埋藏平稳,地质构造简单,无断层,同时,各煤层瓦斯涌出量较低,自然发火倾向较弱,涌水量也较小。因此有利于综合机械化作业,可以充分发挥棕采高产高效的优势。同时,为减小煤柱损失

32、,提高采出率。综合考虑各种因素,采用单巷沿空掘巷掘进方式。这种方式掘出的巷道正处在应力降低区,即好维护又提高了采出率,有取代沿空留巷的趋势。说明:在采区巷道布置平面图内,工作面布置和推进的位置应以达到23华 北 科 技 学 院 课 程 设 计采区设计产量及安全为准。工作面推进到距回风大巷 30 米处的位置,即为避开采掘超前影响所留设的 30m 护巷。第五章 经济技术指标巷道硐室掘进费用表 1-1 方案一 方案二方案工程名称单价(元)工程量 费用(万元)单价(元)工程量 费用(万元)上山(m) 1578 1.21000 189.36 1284 1.21000 154.08联络巷(m) 1152

33、1.254.424 30.09 - - -合计 2730 1461.22 219.45 - - 154.08巷道及硐室维护费24华 北 科 技 学 院 课 程 设 计表 1-2 方案一 方案二方案工程名称单价(元)工程量 费用(万元)单价(元)工程量 费用(万元)上山(m) 40 1.2100020 96.00 90 1.2100020 216.00联络巷(m) 80 1.254.42420 41.79 - - -合计 120 29224.32 137.79 - - 216.00井巷辅助费表 1-3 方案一 方案二方案工程名称单价(元)工程量 费用(万元)单价(元)工程量 费用(万元)上山(m) - - - - - -联络巷(m) 951 1.254.42420 24.84 - - -合计 951 5224.32 24.84 - - -费用汇总表表 1-4 方 案总费用方案一 方案二掘进(万元) 219.45 154.08维护(万元) 137.79 216.00井巷辅助费(万元)24.84 0合计(万元) 382.08 370.0825

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