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文檔簡介
1、<p><b> 摘 要</b></p><p> 本設計新礦井為鶴崗礦業(yè)集團興山煤礦1.5Mt/a的新井設計,共有7層可采煤層,總厚度為14.7m。設計井田的可采儲量為114.7Mt。服務年限為70a。劃分兩個水平開采。井田平均走向長5000m,平均傾斜長2000m,煤層平均傾角20°,屬于緩傾斜煤層。</p><p> 本設計礦井采用
2、雙立井的開拓方式,分組集中大巷布置方式。共劃分12個采區(qū),其中首采區(qū)為1個,達產(chǎn)工作面2個。本設計采區(qū)為西六采區(qū),采用語大巷裝車式下部車場,綜合機械化采煤。礦井年工作日為330d,采用“三、八”式工作制,設計工作面長為190m,每刀進度為0.8m,每日割四刀。提升設備為主井采用箕斗提升,副井采用罐籠提升。</p><p> 由于井田走向長度較大,且為緩傾斜煤層,以及煤層地質(zhì)條件等因素影響,因此本井田內(nèi)全部采用走
3、向長壁采煤法開采。</p><p> 關鍵詞 可采儲量 走向長壁開采 立井 綜合機械化 </p><p><b> Abstract</b></p><p> The task of this design is to construct a 1.5million tons new shaft for He
4、gang Ming Administration.This mine has three minable Coal Seam,and its average thickness is14.7 meters.Designed field of minable capacity is 114.7Mt. It can adapt for 70years, and is divided into two levels. Average alig
5、nment in farmland in well lengthways 5000 ms, average slant lengthways 2000ms, average rake angle in coal seam 20°, belong to the the slant the coal seam.</p><p> This mine shaft is applied to double
6、indined shaft development method; Layout of gathing gallergand mining district eross heading; The well farmland turns to is divided into totally 9 adopt the zone mines and 2 worked faces. This worked fece is west six wor
7、ked face, words 330 days every year. Adapt “thee-eight” work situation, work face is 190meters length of circle is 0.8meters, and times is 4 one day.</p><p> Because the well farmland lengthways length is b
8、igger, and incline the coal seam for the , and coal seam geology condition etc. factor effects, so this well farmland inside the complete adoption lengthways.</p><p> Key words Recoverable reserves Adopti
9、on lengthways Vertical shaft comprehensive mechanization </p><p><b> 目錄</b></p><p><b> 摘 要I</b></p><p> AbstractII</p><p>&
10、lt;b> 緒論1</b></p><p> 第1章 井田概況及礦井地質(zhì)特征2</p><p> 1.1 井田概況2</p><p> 1.1.1 井田位置及范圍2</p><p> 1.1.2 交通位置2</p><p> 1.1.3 地形與河流3</p>&l
11、t;p> 1.1.4 氣象3</p><p> 1.2 地質(zhì)特征3</p><p> 1.2.1 礦區(qū)范圍內(nèi)的地層情況3</p><p> 1.2.2 井田范圍內(nèi)和附近的主要地質(zhì)構造4</p><p> 1.2.3 煤層賦存狀況及可采煤層特征4</p><p> 1.2.4 巖石性質(zhì)、厚度特
12、征6</p><p> 1.2.5 井田內(nèi)的水文地質(zhì)情況6</p><p> 1.2.6 沼氣、煤塵及煤的自燃性7</p><p> 1.2.7 煤質(zhì)、牌號及用途7</p><p> 1.3勘探程度及可靠性7</p><p> 第2章 井田境界、儲量、服務年限9</p><p&
13、gt; 2.1 井田境界9</p><p> 2.1.1 井田周邊狀況9</p><p> 2.1.2 井田境界確定的依據(jù)9</p><p> 2.1.3 井田未來發(fā)展情況9</p><p> 2.2 井田儲量9</p><p> 2.2.1 井田儲量的計算9</p><p&
14、gt; 2.2.2 保安煤柱10</p><p> 2.2.3 儲量計算方法10</p><p> 2.2.4 儲量計算評價10</p><p> 2.3 礦井工作制度、生產(chǎn)能力及服務年限11</p><p> 2.3.1 礦井工作制度11</p><p> 2.3.2 礦井生產(chǎn)能力、服務年限1
15、1</p><p> 2.3.3 礦井設計服務年限12</p><p> 第3章 井田開拓13</p><p><b> 3.1 概述13</b></p><p> 3.1.1、井田內(nèi)外及附近生產(chǎn)礦井開拓方式概述13</p><p> 3.1.2、影響本設計礦井開拓方式的原因及其
16、具體情況13</p><p> 3.2 礦井開拓方案的選擇13</p><p> 3.2.1、井筒形式和井口位置13</p><p> 3.2.2 方案經(jīng)濟比較14</p><p> 3.2.3 開采水平數(shù)目和標高17</p><p> 3.2.3 開拓巷道的布置18</p><
17、;p> 3.3 選定開拓方案的系統(tǒng)描述21</p><p> 3.3.1 井筒形式和數(shù)目21</p><p> 3.3.2 井筒位置及坐標21</p><p> 3.3.3 水平數(shù)目及高度22</p><p> 3.3.4 石門、大巷(運輸大巷、回風大巷)數(shù)目及布置22</p><p> 3
18、.3.5 井底車場的形式選擇23</p><p> 3.3.6 煤層群的聯(lián)系24</p><p> 3.3.7 采區(qū)劃分24</p><p> 3.4 井筒布置及施工25</p><p> 3.4.1 井筒穿過的巖層性質(zhì)及井硐維護25</p><p> 3.4.2 井筒布置及裝備25</p&
19、gt;<p> 3.4.3 井筒延伸的初步意見27</p><p> 3.5 井底車場及硐室27</p><p> 3.5.1 井底車場形式的確定及論證27</p><p> 3.5.2 井底車場的布置、存儲線路、行車線路布置長度28</p><p> 3.5.2 井底車場通過能力計算29</p>
20、<p> 3.5.4 井底車場主要硐室31</p><p> 3.6 開采順序33</p><p> 3.6.1 沿井田走向的開采順序33</p><p> 3.6.2 沿井田傾斜方向的開采順序.33</p><p> 3.6.3 采區(qū)接續(xù)計劃33</p><p> 3.6.4 三量
21、控制情況34</p><p> 第4章 采區(qū)巷道布置36</p><p> 4.1 采區(qū)概述36</p><p> 4.1.1 設計采區(qū)的位置、邊界、范圍、采區(qū)煤柱36</p><p> 4.1.2 采區(qū)地質(zhì)和煤層情況36</p><p> 4.1.3 采區(qū)生產(chǎn)能力、儲量、服務年限36</p
22、><p> 4.2采區(qū)巷道布置37</p><p> 4.2.1 區(qū)段劃分37</p><p> 4.2.2 采區(qū)上山布置38</p><p> 4.2.3 采區(qū)車場布置39</p><p> 4.2.4 采區(qū)煤倉形式、容量及支護41</p><p> 4.2.5 采區(qū)硐室簡介
23、41</p><p> 4.2.6采區(qū)工作面的接續(xù)42</p><p> 4.3 采區(qū)準備42</p><p> 4.3.1 采區(qū)巷道的準備順序42</p><p> 4.3.2 采區(qū)主要巷道的斷面示意圖及支護方式43</p><p> 第5章 采煤工藝44</p><p>
24、; 5.1 采煤方法的選擇44</p><p> 5.2 回采工藝44</p><p> 5.2.1 選擇和決定回采工作面的工藝過程及使用的機械設備44</p><p> 5.2.2 選擇采面循環(huán)方式和勞動組織形式46</p><p> 第6章 井下運輸和礦井提升49</p><p> 6.1 礦
25、井井下運輸49</p><p> 6.1.1 運輸方式和運輸系統(tǒng)的確定49</p><p> 6.1.2 礦車的選型及數(shù)量49</p><p> 6.1.3 采區(qū)運輸設備的選擇53</p><p> 6.2 礦井提升系統(tǒng)54</p><p> 6.2.1 礦井主提升設備的選擇及計算54</p
26、><p> 第7章 礦井通風與安全56</p><p> 7.1 礦井通風系統(tǒng)的確定56</p><p> 7.1.1 概述56</p><p> 7.2 風量計算與風量分配56</p><p> 7.2.1 風量計算56</p><p> 7.2.2 風量分配58</
27、p><p> 7.2.3 風量的調(diào)節(jié)方法與措施58</p><p> 7.2.4、風速的驗算59</p><p> 7.3 礦井通風阻力計算59</p><p> 7.3.1 確定全礦最大通風阻力和最小通風阻力59</p><p> 7.3.2 礦井等積孔計算62</p><p>
28、; 7.4 通風設備的選擇63</p><p> 7.4.1 主扇的選擇計算63</p><p> 7.4.2 電動機的選擇65</p><p> 7.4.3 反風措施65</p><p> 7.5 礦井安全技術措施65</p><p> 7.5.1、預防瓦斯及煤塵爆炸65</p>
29、<p> 7.5.2 防塵措施66</p><p> 7.5.3 預防井下火災的措施66</p><p> 7.5.4 為防止井下水災的措施67</p><p> 7.5.6 其他事故的預防67</p><p> 7.5.7 避災路線及自救68</p><p> 第8章 礦井排水69
30、</p><p><b> 8.1 概述69</b></p><p> 8.1.1 礦井水來源及涌水量69</p><p> 8.1.2 對排水設備的要求69</p><p> 8.2 礦井主要排水設備69</p><p> 8.2.1 排水方式與排水系統(tǒng)簡介70</p&
31、gt;<p> 8.2.2 主排水設備及管路的選擇計算70</p><p> 第9章 礦井主要技術經(jīng)濟指標73</p><p><b> 總結75</b></p><p><b> 致 謝77</b></p><p><b> 參考文獻:78</b&
32、gt;</p><p><b> 附錄179</b></p><p><b> 附錄289</b></p><p> 第4章 采區(qū)巷道布置97</p><p> 4.1 采區(qū)概述97</p><p> 4.1.1 設計采區(qū)的位置、邊界、范圍、采區(qū)煤柱97&
33、lt;/p><p> 4.1.2 采區(qū)地質(zhì)和煤層情況97</p><p> 4.1.3 采區(qū)生產(chǎn)能力、儲量、服務年限97</p><p> 3.6 開采順序98</p><p> 3.6.1 沿井田走向的開采順序98</p><p> 3.6.2 沿井田傾斜方向的開采順序.98</p>&
34、lt;p> 3.6.3 采區(qū)接續(xù)計劃98</p><p> 7.2.2 風量分配99</p><p> 7.2.3 風量的調(diào)節(jié)方法與措施99</p><p> 3.5.2 井底車場的布置、存儲線路、行車線路布置長度100</p><p> 2.3.3 礦井設計服務年限101</p><p>
35、 Abstract102</p><p><b> 緒論</b></p><p> 大學四年的學習終于結束了,我掌握了很多專業(yè)知識,現(xiàn)在可以用自己的知識來分析一些實際問題了。為了能更好的鞏固和運用這些知識,我做興山礦的新井設計,而且我在畢業(yè)實習中也收集到了很多興山礦的資料。本設計主要是關于新礦井的建設,其中包括開拓方式、采煤工藝、支護方式、設備選型以及礦井的各個
36、系統(tǒng)。本設計包括通風安全方面、采煤工藝方面、巖石力學方面以及CAD制圖方面的知識。采礦方面的知識更新很慢,本設計采用了一種創(chuàng)新模式,這是一個新的方案,主要是針對小煤層群的開采方法,本方法采用反傾向的巷道布置,不需要布置上下山,因此,可以節(jié)省很多開采費用,也更利于礦井的生產(chǎn)和管理。本設計主要是通過繪制礦井的各種圖紙來,來進行礦井的優(yōu)化設計,這其中文字部分包括大量的方案比較,以便使設計更加合理。在設計時,需要對礦井的地質(zhì)情況、煤層的受力等情
37、況進行分析,這樣才能使建成的礦井更加與實際相符。</p><p> 通過做本次畢業(yè)設計,希望我能夠?qū)W到更多的采礦專業(yè)知識,鞏固我所學過的各種知識,并且能夠很好的運用他們,從而也為我以后的工作打下良好的基礎。</p><p> 第1章 井田概況及礦井地質(zhì)特征</p><p><b> 1.1 井田概況</b></p><
38、p> 1.1.1 井田位置及范圍</p><p> 興山煤礦位于黑龍江省鶴崗市。為鶴崗煤田最南部的一個井田。其地理坐標為:東經(jīng)130°14′40″北緯47°11′50″。井田的北部邊界與興安煤礦相鄰。其界限為:緯線104150為界。緯線兩端分別與F1斷層和第十三層勘探線相交。由它們的連線的垂直截面組成北部的人文邊界。南止煤系地層與上復第三系地層的-500標高不整合接觸線。西起煤系地層
39、基盤。東止3號煤層的-500標高鉛直截面。全區(qū)走向長5.6KM,寬3.6 KM,面積20.16平方KM。 區(qū)內(nèi)東有興山火車站,北距鶴崗火車站15KM.西部有鶴大公路通過,交通方便。</p><p> 1.1.2 交通位置</p><p> 區(qū)內(nèi)東有興山火
40、車站,北距鶴崗火車站15km.西部有鶴大公路通過,交通方便。</p><p> 圖1-1興山礦業(yè)集團交通示意圖</p><p> 1.1.3 地形與河流</p><p> 興山井田褶皺簡單,煤系地層走向呈北北東,向東傾斜的單斜構造。傾角25°~35°,一般30°沿局部有波狀起伏。然而斷裂則相當復雜,反映本區(qū)構造形跡是以斷裂為主。&
41、lt;/p><p> 由于鶴崗煤田所處位置,整個煤田從中生代末期開始,受北西西、</p><p> 南東東向合力而形成斷裂,受新華夏系的控制和改造。興山煤礦是鶴崗最南部的一個礦,它的構造類型也是受到這個體系的控制和改造。</p><p><b> 1.1.4 氣象</b></p><p> 本區(qū)屬大陸性氣候,溫差較大
42、,最低溫度達-39℃,一般-20~30℃,每年11月至4月為結凍期,凍土帶深度達20m左右,夏季最高溫度零上38℃,雨季集中在7、8、9月份,平均降雨量約452~737mm。</p><p><b> 1.2 地質(zhì)特征</b></p><p> 1.2.1 礦區(qū)范圍內(nèi)的地層情況</p><p> 煤層總厚度14.7m,含煤率5.4%。煤層
43、厚度總趨勢為由北向南增厚,煤層層間距由北向南變薄,同時出現(xiàn)合并和尖滅。如21與28到20勘探線以南合并為一個煤層。22-1南部變薄以至于尖滅。3號煤層到15線以南變?yōu)椴豢刹?,逐漸尖滅。由淺到深,煤層層間距增大,煤層中的夾矸變薄。</p><p> 表1-1 主要斷裂構造表</p><p> 煤層柱狀圖1-2-1</p><p> 1.2.2 井田范圍內(nèi)和附近的
44、主要地質(zhì)構造</p><p> F5斷層:位于東北部,走向近115°~125°,傾向SW,傾角75°,落差50-70m,正斷層。 控制程度可靠。</p><p> F7斷層:位于中央, 斷層走向132º~150º, 傾向NE,傾角75°,落差在0~30m,正斷層。8號煤層采區(qū)巷道實見,控制程度可靠。</p>&l
45、t;p> F8斷層:位于西部, 斷層走向130º~140º,傾向SW,傾角75°,落差0~15m,正斷層。 控制程度較可靠。</p><p> 1.2.3 煤層賦存狀況及可采煤層特征</p><p> 本井田開采的煤層主要位于侏羅系城子河含煤組,本組共有中厚煤層7組,為了清楚起見,現(xiàn)將各煤層厚度、結構、容重和頂?shù)装迩闆r分層以文字敘述如下(附煤層特
46、征表1-2-1):</p><p> (1)3#煤層:煤厚1.8~2.2m,一般厚度為2.1m,為單煤層,頂板巖性以中砂巖為主,其次為粉砂巖。</p><p> (2)17#號煤層:煤厚1.7~2.3m,一般厚度2.2m,為單煤層,頂板為中粗粒砂巖,偽頂為粉砂巖。</p><p> (3)21#號煤層:煤層厚度1.9~2.2m,一般厚度2.1m,頂板為粉砂巖,
47、偽頂是含炭粉砂巖。</p><p> (4)22-1#號煤層:煤厚1.7~2.3m,一般厚度2.2m,為單煤層,頂板為中粗粒砂巖,偽頂為粉砂巖。</p><p> (5)28#號煤層:煤厚1.9~2.1m,一般厚度2m,為單煤層,頂板為中粗粒砂巖,偽頂為粉砂巖。</p><p> (6)30#號煤層:煤厚1.7~2.2m,一般厚度2.1m,為單煤層,頂板為中粗
48、粒砂巖,偽頂為粉砂巖。</p><p> (7)33#號煤層:煤厚1.9~2.3m,一般厚度2.1m,為單煤層,頂板為中粗粒砂巖,偽頂為粉砂巖。</p><p> 1.2.4 巖石性質(zhì)、厚度特征</p><p> 詳見巖石物理力學性質(zhì)指標表1-3:</p><p> 1.2.5 井田內(nèi)的水文地質(zhì)情況</p><p&
49、gt; 興山礦屬于水文地質(zhì)條件較簡單礦井,離大江大流較遠,受自然水源影響小。主要表現(xiàn)是: q值為0.77~0.98,礦井涌水量較小。</p><p> 1.2.6 沼氣、煤塵及煤的自燃性</p><p> 17號煤層經(jīng)歷a來瓦斯鑒定,該井為低沼氣礦井,瓦斯含量1998a測定為0.03 m3/t煤~2.56 m3/t煤。</p><p> 我礦對以開采的3、9
50、、17煤層分別做了煤塵爆炸性鑒定,結論是三個煤層均存在爆炸性。爆炸試驗中其火焰長為:3號層300~400㎜、9號層320~530㎜、17號層20~500㎜。</p><p> 煤層自然發(fā)火期,各煤層均為18個月。</p><p> 1.2.7 煤質(zhì)、牌號及用途</p><p> 興山井田煤的結構復雜。有條帶狀及線理狀結構,煤質(zhì)一般較脆,內(nèi)生裂隙較發(fā)育。煤層的揮
51、發(fā)分為30.67%~43.39%,角質(zhì)層厚度為0~17mm.粘結性指數(shù)為0~99。顯微組分以凝膠化基質(zhì)體為主,其次為鏡煤、木炭、木質(zhì)結構鏡煤占80~90%,絲炭化物質(zhì)也較為常見。各煤層的宏觀煤巖類型以半亮型為主,暗淡型其次。有較明顯的絲炭薄層。尤以上部層為多,占3~18%,角質(zhì)化物質(zhì)一般不超過1%。</p><p> 本次報告是按新煤種分類劃分的。本區(qū)粘結性指數(shù)指標化驗資料較少,根據(jù)生產(chǎn)大樣化驗資料和少數(shù)鉆孔的
52、化驗資料,與先期化驗資料進行對比綜合確定。由于溫度增加50度,有粘結性指標化驗資料的揮發(fā)分比先期化驗的揮發(fā)分數(shù)值提高1.5~2。根據(jù)這些數(shù)據(jù)對全區(qū)7個煤層煤種進行了劃分。本區(qū)煤種比較簡單。除28號層為1/2ZN,17和21 深部及35-1、35-2為1/3JM,其余為QM。</p><p> 1.3勘探程度及可靠性</p><p> 本礦井的勘探分普查、精查、補堪和深部補堪四類。<
53、;/p><p><b> A級儲量</b></p><p> 1、煤層對比可靠,煤層的厚度、結構、已經(jīng)查明,可采煤層的連續(xù)性已經(jīng)確定。煤類、煤質(zhì)特征及煤的工藝性能已查明。</p><p> 2、巖漿巖對煤層及煤質(zhì)影響已查明。</p><p> 3、各項勘查工程已達到勘查階段的控制要求。</p><
54、p><b> B級資源儲量</b></p><p> 1、煤層對比可靠,煤層厚度,結構已經(jīng)查明,煤類、煤質(zhì)特征及煤的工藝性已基本查明??刹擅簩拥倪B續(xù)性已經(jīng)確定。</p><p> 2、巖漿巖對煤層及煤質(zhì)的影響查明。</p><p> 3、各項勘查工程達到勘查階段的控制要求。</p><p><b>
55、; C級儲量</b></p><p> 1、煤層對比基本可靠,煤層厚度、結構、煤質(zhì)等基本初步查明。</p><p> 2、構造已初步查明。</p><p> 3、各項勘查工程達到勘查階段的控制要求。</p><p> 第2章 井田境界、儲量、服務年限</p><p><b> 2.1
56、井田境界</b></p><p> 2.1.1 井田周邊狀況</p><p> 興山煤礦位于鶴崗礦區(qū)最南端,北與興安礦為鄰,其境界北以緯線4150和13剖面線為界南到煤系地層的邊緣,即上復第三系地層不整合接觸面;西部以35號煤層基盤為界;東部以3號煤層-500m等高線為界。區(qū)內(nèi)東有興山火車站,北距鶴崗火車站15KM.西部有鶴大公路通過,交通方便。</p>&l
57、t;p> 2.1.2 井田境界確定的依據(jù)</p><p> 1.以地理地形、地質(zhì)條件作為劃分井田境界的依據(jù);</p><p> 2.要適于選擇井筒位置,合理安排地面生產(chǎn)系統(tǒng)和各建筑物;</p><p> 3.劃分的井田范圍要為礦井發(fā)展留有空間;</p><p> 4.井田要有合理的走向長度,以利于機械化程度的不斷提高。<
58、/p><p> 2.1.3 井田未來發(fā)展情況</p><p> 興山煤礦儲量穩(wěn)定,地質(zhì)條件相對簡單,有著較好的發(fā)展前景。</p><p><b> 2.2 井田儲量</b></p><p> 2.2.1 井田儲量的計算</p><p> 設計井田范圍內(nèi)計算的煤層為3#、17#、33#、22-
59、1#、30#、28#、30#三層,各煤層儲量計算邊界與井田境界基本一致。礦井儲量可分為礦井地質(zhì)儲量、礦井工業(yè)儲量和礦井可采儲量。</p><p><b> 定義:</b></p><p> 礦井設計儲量:礦井工業(yè)儲量減去設計計算的斷層煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱和已有的地面建筑物、構筑物需要留設的保護煤柱等永久煤柱損失量后的儲量。</p><p
60、> 礦井可采儲量:礦井設計儲量減去工業(yè)場地保護煤柱、礦井井下主要巷道及上下山保護煤柱后乘以采區(qū)回采率的儲量。礦井工業(yè)儲量是指平衡表內(nèi)A+B+C級儲量的總和。[10]</p><p> 2.2.2 保安煤柱</p><p> (一)按照《煤炭工業(yè)礦井設計規(guī)范》規(guī)定:</p><p> 1.保護煤柱應根據(jù)圍護面積邊界和移動角值圈定。</p>
61、<p> 2.當受保護邊界與煤層走向斜交時,應該根據(jù)基巖移動角求得垂直于圍護邊界方向的上山方向移動角和下山方向移動角,然后再確定保護煤柱。</p><p> 3.立井保護煤柱應按其深度,用途,煤層賦存條件和地形特點留設,立井深度大于或等于400m的以邊界角圈定,小于400m的以移動角圈定。</p><p> (二)為了安全生產(chǎn),本設計礦井依據(jù)《煤礦安全規(guī)程》,留設保安煤柱如
62、下:</p><p> 1.邊界斷層留設40保安煤柱;</p><p> 2.井田內(nèi)部斷層留設30m保安煤柱;</p><p> 3.地面建筑物留設20m寬圍護帶;</p><p> 4.煤層大巷兩側煤柱各寬50.</p><p><b> 按以上方法計算得:</b></p>
63、<p> 工業(yè)廣場煤柱損失:141.56萬t;</p><p> 斷層、地面、邊界保安煤柱損失:399.18萬t;</p><p> 開采損失量:1747.3萬t。</p><p> 2.2.3 儲量計算方法</p><p> 計算標注以《儲量管理規(guī)程》為依據(jù),公式如下:</p><p> 塊
64、段儲量=塊段面積÷cos(平均傾角)×平均厚度×容重</p><p> 礦井設計儲量=工業(yè)儲量-永久煤柱</p><p> 塊段可采儲量=(工業(yè)儲量-永久煤柱)×設計回采率</p><p> 回采率要求:厚煤層不小于75%,中厚煤層不小于80%,薄煤層不小于85%[11]</p><p> 2.
65、2.4 儲量計算評價</p><p> 本礦儲量穩(wěn)定,地質(zhì)條件簡單,適宜長時間地開采。礦井可采儲量匯總表,如表2-1</p><p> 表2-1 礦井可采儲量匯總表</p><p> 2.3 礦井工作制度、生產(chǎn)能力及服務年限</p><p> 2.3.1 礦井工作制度</p><p> 根據(jù)《設計規(guī)范》規(guī)定:
66、</p><p> ?。?)礦井年工作日按330d計算;</p><p> (2)礦井每晝夜三班工作,其中兩班進行采、掘工作,一班進行檢修;</p><p> (3)每日凈提升時間16h。</p><p> 2.3.2 礦井生產(chǎn)能力、服務年限</p><p> 礦井設計生產(chǎn)能力方案比較</p>&
67、lt;p> 本礦井已查明的工業(yè)儲量為153.6035Mt,,估算本井田內(nèi)工業(yè)廣場煤柱,境界煤柱等永久煤柱損失量占工業(yè)儲量的5.3%,各可采層均為中厚煤層,按礦井設計規(guī)范要求確定本礦的采區(qū)采出率為93%,由此計算確定本井田的可采儲量為14700Mt。</p><p> 根據(jù)地質(zhì)報告的資料描述,煤層儲量適中,地質(zhì)構造比較簡單,煤層生產(chǎn)能力大以及煤層賦存深等因素,初步?jīng)Q定采用中型礦井設計。并初步確定三個方案,
68、即礦井生產(chǎn)能力為1.20Mt/a, 1.50Mt/a,2.4Mt/a,三個方案,分析論證如下:</p><p><b> 按照公式</b></p><p><b> P=Z/AK</b></p><p> 式中 P---為礦井設計服務a限,a;</p><p> Z---井田的可采儲量,Mt
69、;</p><p> A---為礦井生產(chǎn)能力,Mt/a;</p><p> K---為礦井儲量備用系數(shù),一般取1.4;</p><p> 計算得:P1=112.5a ; P2=70a; P3=61.3a;</p><p> 經(jīng)與《煤炭工業(yè)礦井設計規(guī)范規(guī)程》和《采礦設計手冊》相核對,確定70a為比較合理的服務年限,即本礦井的
70、生產(chǎn)能力為1.5Mt/a。</p><p> 2.3.3 礦井設計服務年限</p><p> 礦井設計服務年限 </p><p><b> P=Z/AK</b></p><p> 式中 P---為礦井設計服務年限,a;</p><p> Z---井田的可采儲量,Mt;</p>
71、;<p> A---為礦井生產(chǎn)能力,Mt/a;</p><p> K---為礦井儲量備用系數(shù),一般取1.4;</p><p> 計算得:p=Z/(A×K)= 14700/(1.4×150)=70a</p><p><b> 第3章 井田開拓</b></p><p><b&g
72、t; 3.1 概述</b></p><p> 3.1.1、井田內(nèi)外及附近生產(chǎn)礦井開拓方式概述</p><p> 鶴崗煤田處于小興安嶺山地與松花江下游合江平原之間的丘陵區(qū),興山井田位于丘陵區(qū)最南端。井田大部分處于鶴立河河谷區(qū),地下水的靜儲量,動儲量都較大。</p><p> 3.1.2、影響本設計礦井開拓方式的原因及其具體情況</p>
73、<p> 井田開拓方式的選擇應全面考慮各種因素,主要因素包括:</p><p> (1)井田地質(zhì)和水文地質(zhì)條件;</p><p> ?。?)煤層賦存和開采技術條件;</p><p> (3)地形地貌和地面外部條件;</p><p> ?。?)其它各種技術裝備和工藝系統(tǒng)條件等;[9]</p><p>
74、 整個井田的煤層上部標高在+200m,下部標高在-500m,緯線兩端分別與F斷層和第十三層勘探線相交。由它們的連線的垂直截面組成北部的人文邊界。南止煤系地層與上復第三系地層的-500標高不整合接觸線。西起煤系地層基盤。東止3號煤層的-500標高鉛直截面。全區(qū)走向長5 km,寬2 km,面積10平方km。</p><p> 3.2 礦井開拓方案的選擇</p><p> 3.2.1、井筒形
75、式和井口位置</p><p><b> ?。ㄒ唬┚残问剑?lt;/b></p><p> 平硐開拓是最簡單的開拓方式,有很多突出優(yōu)點。首先我們應該考慮平硐開拓方式是否可行。參照平硐開拓方式適用條件,結合本設計井田的地形地質(zhì)及煤層賦存特征可知:平硐開拓方式的條件不具備。因此,平硐開拓方式對本設計井田不適用,排除采用平硐開拓方式。立井開拓和斜井開拓方式在技術上均可行,綜合開
76、拓雖然對工業(yè)廣場布置和井底車場要求很高,但針對本井田的地質(zhì)狀況,綜合開拓方式也可行,應該予以考慮[1]。依據(jù)本井田的地質(zhì)狀況、煤層賦存情況及井型、服務年限等要求,對本井田開拓方式選擇提出三種方案:</p><p> 根據(jù)前述各項決定,本井田在技術上可行的開拓方案有下列三種:</p><p> 1.斜井兩水平,見圖3-2-1;</p><p> 2.立井二水平,
77、見圖3-2-3。</p><p><b> 圖3-2-2</b></p><p> 3.2.2 方案經(jīng)濟比較</p><p> ?、窈廷蛟诘谝凰絻?nèi)的各種費用相同,一些相同的部分可以不進行比較,于是我們在對方案Ⅰ和方案Ⅱ兩個方案進行比較時,可以只將兩個方案中有差別的進行比較:</p><p> 表3-2-1
78、基建工程量</p><p> 表3-2-2 基建費用表</p><p> 別的基建工程量、基建費用、生產(chǎn)經(jīng)營費用及費用匯總表分別計算匯總于下表。通過費用匯總表在經(jīng)濟上來比較兩方案的優(yōu)越。</p><p> 表3-2-3生產(chǎn)經(jīng)營費用</p><p> 表3-2-4 費用匯總表</p><p> 從前
79、面表格中的計算可以看出,方案Ⅰ的總費用要比方案Ⅱ的高出10.1%,很明顯方案Ⅲ要比方案Ⅰ優(yōu)越的多,故決定采用方案Ⅱ。</p><p> 3.2.3 開采水平數(shù)目和標高</p><p> 根據(jù)煤層的賦存條件和傾斜長度,可以單水平開采,亦可以多水平開采。每個開采水平設井底車場和運輸大巷,供該水平各采區(qū)煤的外運、輔助運輸和通風用。煤層賦存為傾斜狀態(tài)時,應該用由淺部向深部開采[3]。</
80、p><p> 本設計井田水平標高的確定主要考慮了以下幾個因素合理的水平服務年限;煤層賦存條件及地質(zhì)構造;生產(chǎn)成本.</p><p><b> 4.水平接替</b></p><p> 根據(jù)上述所述設計井田設計提出水平劃分方案如下:</p><p> 方案一:井田劃分一個開采水平;上下山開采,水平垂高700m。 <
81、/p><p> 方案二:井田劃分二個開采水平,一水平標高-50m,二水平標高-500m。各水平均實行上山開采水平儲量及服務年限如表4-1:</p><p> 表4-1 水平劃分比較表</p><p> 從該表可知,方案一中的一個水平的服務年限太長,且根據(jù)本井田地質(zhì)條件限制,不利于多水平開采;而方案二有利于采區(qū)的接續(xù),且巷道利用率高,噸煤成本相對較低。故而采用方案二
82、的水平劃分方法,即劃分二個開采水平。</p><p> 3.2.3 開拓巷道的布置</p><p> ?。ㄒ唬┻\輸大巷的布置:</p><p> 依據(jù)礦井設計生產(chǎn)能力及技術可行角度,特提出以下二種大巷布置方式,如圖3-1所示:</p><p> 圖3-1 大巷布置圖</p><p> 方案一:分組集中運輸大巷&
83、lt;/p><p> 方案二:集中運輸大巷</p><p> 詳細技術比較見表4-2:</p><p> 依據(jù)本井田的地質(zhì)條件及煤層賦存狀況:本井田共有可采煤層,其中3#與17#平均間距275m,17#與21#煤層平均間距15m,21與22-1距21M,而22-1與28距173M,28#30#33#相距較近。針對上述情況,有對比表可知,本井田適合于分組集中大巷布置
84、,所以采用方案一。</p><p> ?。ǘ╅_拓和巷道布置</p><p> 礦井開拓巷道有多種布置方式多種多樣,據(jù)本設計的礦井的條件,特列如下方案進行比較:</p><p> 方案一:總石門——分煤層大巷——采區(qū)材料車場及采區(qū)入風石門——分帶運輸巷及運料巷——走身長壁回采工作面;</p><p><b> 方案一的優(yōu)點如下
85、:</b></p><p> 由于方案一用總石門貫穿所有煤層,總石門、分煤層大巷和采區(qū)車場中可以選用同一種運輸設備,分煤層大巷與分帶巷道之間再沒有斜巷聯(lián)系,所以,模式一的運輸段數(shù)最少。</p><p><b> 方案一的缺點如下:</b></p><p> 1.分煤層大巷總條數(shù)過多,井田開拓掘進總工程量大,</p>
86、<p> 2.道多,總工程量大,所以巷道維護量大,維護費用高;</p><p> 3.工程量大,又是單層開拓、扒皮式回采,所以采掘干擾嚴重;</p><p> 4.一二水平的水平劃分,造成上部煤層俯斜工作面可推進長度過長,下部煤層仰工作面可推進長度過短,使得每層煤的仰、俯斜回采工作面可推進長度不均勻,分區(qū)不均衡,增加了分區(qū)巷道運輸費用;</p><p
87、> 5.風網(wǎng)路較長,通風費用較高; </p><p> 6.煤的護巷煤柱較大,在有自然發(fā)火危險的煤層中,護巷煤柱壓裂透風容易引起自然發(fā)火; </p><p> 在井田走向短,煤層數(shù)目少,煤層間距大,采用集中布置有困難且經(jīng)濟上不合理時,才采用此種布置模式。</p><p> 方案二:分煤層大巷——采區(qū)車場及采區(qū)石門——分區(qū)運輸巷及運料巷——走向長
88、壁回采工作面;其它層:集中大巷——分煤層大巷——采區(qū)材料車場及采區(qū)入風石門——分區(qū)運輸巷及運料巷——走向長壁回采工作面;</p><p><b> 方案二的優(yōu)點如下:</b></p><p> 1.一水平井筒較短,建井工期較短,初期投資較低;</p><p> 2.煤仰斜回采工作面的推進長度相差較小,分區(qū)接續(xù)均衡,巷道運輸費較低;
89、 </p><p> 3.分區(qū)運輸巷和分帶運料巷掘進通風較容易。</p><p><b> 方案二的缺點如下:</b></p><p> 1.分煤層大巷總條數(shù)過多,井田開拓掘進總工程量大,給生產(chǎn)成本帶來了過重的負擔。</p><p> 2.由于巷道多,總工程量大,所以巷道維護量大,維護費用</p>
90、;<p><b> 高。</b></p><p> 3.由于工程量大,又是單層開拓、扒皮式回采,所以采掘干擾嚴重。</p><p> 與方案一類似,一般在井田走向短,煤層數(shù)目少,煤層間距大,采用集中布置有困難且經(jīng)濟上不合理時,才采用此種布置模式。</p><p> 詳見技術比較表3-1</p><p&g
91、t;<b> 表3-1比較表</b></p><p><b> 3.經(jīng)濟比較</b></p><p> 方案一、方案二、方案三在技術均較合理,三者之間的區(qū)別在于基建費、生產(chǎn)費不同。只需要比較它們的不同之處,即基建費、生產(chǎn)費。詳見開拓方案經(jīng)濟比較表3-4</p><p> 表3-2 方案比較表</p>
92、<p> 3.3 選定開拓方案的系統(tǒng)描述</p><p> 3.3.1 井筒形式和數(shù)目</p><p> 本設計礦井采用一對立井開拓(主井、副井)。</p><p> 3.3.2 井筒位置及坐標</p><p> 井筒確定在860鉆孔附近,理由是:</p><p> ?。ㄒ唬┑匦螚l件好:井口標高+3
93、50,坡度不足3°,平正土方量?。?lt;/p><p> ?。ǘ┑靥幘飪α恐醒?</p><p> ?。ㄈ┙煌l件好:靠近公路,井口距公路1200; </p><p><b> 確定井筒坐標為:</b></p><p> ?、僦骶谧鴺藶椋?XA=116550 </p><p>
94、;<b> YA=101750</b></p><p> ?、诟本谧鴺藶椋?XB=116450</p><p><b> YB=101800</b></p><p> 主井井口標高為350m,副井井口標高為345m,擬定二水平為井筒最終水平。主井井深850m,副井井深845m,兩井筒中心線間距為85m,主井井筒
95、直徑6.5m,副井井筒直徑6.5m,均采用整體式混凝土井壁,井壁厚度450mm。</p><p> 3.3.3 水平數(shù)目及高度</p><p> 本井田采用多水平開拓,擬定第一水平為-50m,本井大部分采區(qū)的煤層淺部標高在+150,一水平垂高為400m,實行上山開采。第二水平擬定標高為-500m,實行上山開采。</p><p> 3.3.4 石門、大巷(運輸大
96、巷、回風大巷)數(shù)目及布置</p><p> ?。ㄒ唬┐笙飻?shù)目:九條運輸大巷、一條回風大巷。</p><p> ?。ǘ┐笙锊贾茫捍笙锊贾眯问街饕忻簩哟笙?、巖石大巷兩種,視 </p><p> (三)石門數(shù)目:六個運輸石門。</p><p> 綜上所述,在本設計井田中,由于28 #、30#、33#以及17 #、22-1#、23#煤層間距小
97、,可布置分組集中大巷。</p><p> 大巷與石門服務年限較長,運輸能力要求大,所以大巷和石門的斷面和支護設計基本相同,斷面尺寸詳見斷面圖3-5:</p><p> 圖3-5 大巷斷面圖</p><p> 3.3.5 井底車場的形式選擇</p><p> 井底車場形式析選擇除了要根據(jù)井筒的形式及地質(zhì)條件,還要考慮礦井的生產(chǎn)能力,根據(jù)
98、井底車場富裕通過能力,應大于礦井設計生產(chǎn)能力的30%;當多水平開采時,井底車場設計時,應該考慮到增產(chǎn)的可能性;盡可能提高井底車場的機械化水平,簡化調(diào)車作業(yè),提高生產(chǎn)率,提高井底車場通過能力;</p><p> 綜上,結合本設計礦井的有關設計參數(shù),通過對各種車場的適用條件及優(yōu)缺點做簡單比較后,初步擬定本設計井田井底車場形式擬選用3.0t底卸式礦車臥式環(huán)形車場,采用單翼來車的形式。</p><p
99、> 3.3.6 煤層群的聯(lián)系</p><p> 本礦井共有七層煤,即:3#、17#、22-1#、23#、28#、30#、33#煤層,參見可采煤層特征表及巷道開拓方案示意圖。大巷布置在23#煤層的底板巖石中。開采時采用下行式開采。</p><p> 3.3.7 采區(qū)劃分</p><p> 將井田劃分成若干采區(qū)時,應考慮如下所述原則:如果井田走向長度不大,
100、兩翼均不超過1500m,可以不劃分采區(qū),直接從井田邊界進行后退式回采.初步設計一般負責劃分第一水平全部采區(qū),故需要沿井田走向全長統(tǒng)一考慮,作到初后期統(tǒng)籌兼顧,不但要全井合理,更要有利于初期;采區(qū)劃分要考慮采區(qū)接續(xù)關系,便其適應各翼儲量及產(chǎn)量分配;要適應充填注砂井,回風井的既定位置,使分區(qū)充填,分區(qū)通風的聯(lián)系巷道盡量縮短;采區(qū)劃分既要有意識地縮短大巷,又要充分注意人為境界處延的可能性;對于煤層穩(wěn)定,開采條件好,生產(chǎn)能力大的采區(qū),走向長度要
101、適當加大;為了充分發(fā)揮綜合機械化效能,減少搬家次數(shù),提高效率和回采率,減少采區(qū)煤柱損失,凡是厚度穩(wěn)定,適合于綜機開采的部分要單獨劃分出采區(qū);開采多煤層的井田,應盡量聯(lián)合布置采區(qū),搞集中生產(chǎn);對于自然發(fā)火傾向強烈的煤層或圍巖壓力大,難于維護的礦井,采區(qū)尺寸要適當縮小;初期采區(qū)尺寸要適應目前輸送機的實際長度及電壓降的控制范圍,后期采區(qū)尺寸可逐步加大根據(jù)該設計井田的地質(zhì)構造及煤層賦存等因素;</p><p> 結上所
102、述采區(qū)劃分原則,以井田內(nèi)的斷層為邊界,從而劃分的具體情況如圖(3-3)</p><p> 采區(qū)劃分圖(3-3)</p><p> 3.4 井筒布置及施工</p><p> 3.4.1 井筒穿過的巖層性質(zhì)及井硐維護</p><p> 由于本井田地勢平坦,表土層厚且有流沙層,所以確定采用立井開拓方式,并按照工業(yè)廣場少壓煤,至少不壓好煤和井
103、下生產(chǎn)費用較低的原則確定了主、副井筒位于井田偏南部的井田走向中央。</p><p> 3.4.2 井筒布置及裝備</p><p> 主井主要用于提煤。井筒直徑5.0m,采用6t多繩摩擦式提煤箕斗進行煤炭提升。支護材料:基巖段采用單層砼結構,凍結段采用雙層砼結構;井壁厚度:基巖段350mm,凍結段700mm。井筒裝備有鋼絲繩罐道,井深400m。</p><p>
104、 副井:主要用于升降人員、設備、材料及提升矸石等,并兼作通風、排水。為防止斷繩事故,設有防墜器。井筒凈直徑6.0m。支護材料:基巖段采用單層砼結構,凍結段采用雙層砼結構;井壁厚度:基巖段400mm,凍結段800mm。井筒內(nèi)裝備有鋼絲繩罐道、梯子間、電纜線和水管管道等。井深為370.3m。</p><p> 3-3-1副井斷面布置圖</p><p> 圖3-3-2 主井斷面布置圖<
105、;/p><p> 3.4.3 井筒延伸的初步意見</p><p> 井筒延伸方案主要有以下兩種:</p><p><b> ?。ㄒ唬┌敌本由?lt;/b></p><p> 暗斜井延伸生產(chǎn)與延伸相互干擾小,暗斜井做主井,系統(tǒng)簡單,提升能力大,可充分利用原有井筒提升能力;增加了提升、運輸環(huán)節(jié)和設備;通風系統(tǒng)復雜。</p
106、><p> (二)直接延伸原有主副井</p><p> 直接延伸原有主副井這樣可以充分利用原有設備和設施,提升系統(tǒng)簡單,轉運環(huán)節(jié)少,經(jīng)營費用低,管理方便;但原有井筒同時擔負生產(chǎn)和延伸任務,施工和生產(chǎn)相互干擾,接井技術難度大,礦井將短期停產(chǎn);延伸兩個井筒的施工組織復雜,延伸后提升長度增加,提升能力下降;[12]</p><p> 通過上述兩種方案比較,并參照本井田煤
107、層賦存特征,初步?jīng)Q定采用第二種方案。</p><p> 3.5 井底車場及硐室</p><p> 3.5.1 井底車場形式的確定及論證</p><p> 井底車場是連接礦井主要提升井筒和井下主要運輸巷道的一組巷道和硐室的總稱。它聯(lián)系著井筒提升和井下運輸兩大生產(chǎn)環(huán)節(jié),為提煤、提矸、下料、供電和升降人員等各項工作服務。</p><p>
108、井底車場首先必須保證礦井生產(chǎn)所需要的運輸能力,并應滿足礦井不斷持續(xù)增產(chǎn)的需要。為此,井底車場的設計通過能力應大于礦井生產(chǎn)能力30~50﹪。其次,在滿足井底車場通過能力的前提下應盡量減少其掘砌體積,而且井底車場應便于管理和安全操車。</p><p> 該礦井設計生產(chǎn)能力為1.5Mt/a,年工作日330d,實行三八工作制,每日凈提升14小時;礦井采用雙立井開拓方式,兩個開采水平,集中大巷布置,兩翼來煤量基本相等;主
109、要運輸大巷采用3t底卸式礦車運輸,每列車由19輛礦車組成,由兩臺10t架架線式電機車一前一后牽引。卸載時,機車通過卸載站。輔助運輸和掘進采用1t固定式礦車,矸石列車由34輛1t礦車組成。一臺10t架線式電機車牽引。本設計礦井屬于低瓦斯、低涌水量礦井;</p><p> 綜合以上所述,結合設計要求,經(jīng)分析比較后,本設計礦井擬選用3.0t底卸式礦車環(huán)形臥式井底車場。</p><p> 3.
110、5.2 井底車場的布置、存儲線路、行車線路布置長度</p><p> ?。ㄒ唬┚总噲鼍€路布置的要求</p><p> 井底車場首先必須保證礦井生產(chǎn)所需要的運輸能力,并應滿足礦井不斷持續(xù)增產(chǎn)的需要。為此,井底車場的設計通過能力應大于礦井生產(chǎn)能力30~50﹪。其次,在滿足井底車場通過能力的前提下應盡量減少其掘砌體積,而且井底車場應便于管理和安全操車。</p><p>
111、; (二)存車線長度的確定</p><p> 根據(jù)實踐經(jīng)驗,各類存車線可以選用下列長度:</p><p> 1.中型礦井的主井空、重車線長度各為1.0列車長;</p><p> 2.副井空、重車線長度,中型礦井按1.5列車長;</p><p> 3.材料車線長度,中小型礦井應能容納5~10個材料車;</p><p
112、> (三)存車線長度的計算</p><p> 1.主井空、重車線,副井進、出車線:</p><p> L=m×n×Lk+N×Lj+Lf</p><p> 式中 L—主井空、重車線,副井進、出車線有效長度,m;</p><p> m---列車數(shù)目,列;</p><p>
113、 n---每列車的礦車數(shù),按列車組成計算確定;</p><p> Lk---每輛礦車帶緩沖器的長度,m;</p><p><b> N---機車數(shù),</b></p><p> Lj---每臺機車的長數(shù)</p><p> Lf---附加長度,取10 m。</p><p> 經(jīng)過計算,得主井
114、L=1×19×(3.45+0.2)+1×4.5+10=83.85 m,</p><p> 副井L=1.5×34×(2.0+0.2)+1×4.5+10=126.7 m。</p><p> 2.材料車線有效長度</p><p><b> L=nc×Lc</b></p&
115、gt;<p> 式中 L ---材料車線有效長度,m;</p><p> nc---材料車數(shù),輛;</p><p> Lc---每輛材料車帶緩沖器的長度,m;</p><p> L=nc×Lc=15×2.2=33 m;</p><p><b> 3.線路道岔的計算</b><
116、;/p><p> 單開道岔非平行線路聯(lián)接</p><p> 已知:道岔DK630-5-15,a=3258mm,b=4142mm,α=11°25′16″,R=20000mm,δ=45°。</p><p> 查表得:m=11218mm,n=8884mm,H=6282mm,T=6034mm,Kp=11721mm。</p><p&g
117、t; 已知:道岔DK630-4-12,a=3496mm,b=3404mm,α=14°15′,R=20000mm,δ=60°。</p><p> 查表得:m=13291mm,n=11804mm,H=10223mm,T=8438mm,Kp=15970mm。</p><p> 單開道岔平行線路聯(lián)接</p><p> 已知:道岔DK624-5-1
118、5,a=3258mm,b=4142mm,α=11°25′16″,R=20000mm,S=1600mm。</p><p> 查表得:L=13178mm,c=1938mm,n=6080mm,D=11703mm。</p><p> 單開道岔平行線路聯(lián)接如圖3-4-3。</p><p><b> 渡線道岔線路聯(lián)接</b></p&g
119、t;<p> 已知:道岔DK624-4-1216,a=3496mm,b=3404mm,α=14°15′,S=1600mm。查表得:c=1700mm, L=13292mm。</p><p> 渡線道岔線路聯(lián)接如圖3-4-4。</p><p> 圖3-4-4 渡線道岔線路聯(lián)接 </p><p> 3.5.2 井底車場通過能力計算&l
120、t;/p><p> (一)井底車場線路布置圖3-9和調(diào)度表見下表3-6</p><p> 圖3-9 井底車場線路圖</p><p><b> 列車調(diào)度表</b></p><p> ?。ǘ┑V井日產(chǎn)原煤4545 t,日產(chǎn)掘進煤為4545×0.06=272t,3t底卸式礦車日運煤量為4545×0.94=
121、4272.3t。3t底卸式礦車列車數(shù)為4272.3/(3×19)=75列。每日運矸石量為4545×0.25=1136.25t ,1t箱式礦車列車數(shù)為1136.25/(1.7×34)=20列。</p><p> 每日進入井底車場的3t底卸式礦車數(shù)與1t煤矸列車數(shù)之比為90/20=9:2每一調(diào)度循環(huán)時間為54.8分,列車進入井底車場平均間隔時間為54.8/12=4.57分,列車在井底車
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