畢業(yè)設計張雙樓礦1.8 Mta的礦井設計
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1、河北理工大學 畢業(yè)設計摘要 摘 要 本設計為張雙樓礦1.8 Mt/a的礦井設計。井田走向(東西)長平均約8.23km,傾向(南北)長平均約3.88km,井田水平面積為31.93km2。主采煤層一層,即7號煤層,平均傾角8.9°,厚約5.0m。井田工業(yè)儲量為226.69 Mt,可采儲量172.53Mt,礦井服務年限為73.7a。 礦井正常涌水量為320m3/h,最大涌水量為340 m3/h;礦井絕對瓦斯涌出量為1.84 m3/min,屬低瓦斯礦井;煤層有自燃發(fā)火傾向,發(fā)火期3~6個月,煤塵具有爆炸危險性。 開拓方案為立井兩水平開采,暗斜井延深至-700m水平。大巷采用膠帶輸送機運煤,
2、輔助運輸采用1.5 t固定箱式礦車。 設計首采區(qū)采用采區(qū)準備方式,采用一次采全高采煤法,全部跨落法處理采空區(qū)。 礦井采用中央并列式通風。通風容易時期礦井總需風量4608 m3/min,礦井通風總阻力2096 Pa,風阻0.35 N·s2/m8,等積孔2.03m2,礦井通風容易。礦井通風困難時期礦井總風量4608 m3/min,礦井通風總阻力2746 Pa,風阻0.46 N·s2/m8,等積孔1.77m2,礦井通風中等困難。 關鍵詞:立井;上下山開采;大采高;中央并列式 I 河北理工大學 畢業(yè)設計摘要 ABSTRACT The general design is about
3、a 1.8 Mt/a underground mine design of Zhangshuanglou coal mine. It’s about 8.23km on the strike and 3.88 km on the dip,with the 31.93km2total horizontal area. The minable coal seam of this mine is only 7 with an average thickness of 5.0 m and an average dip of 8.9°. The proved reserves of this coal
4、mine are 226.69 Mt and the minable reserves are 172.53 Mt, with a mine life of 73.7a. The geological condition of the mine is relatively simple. The normal mine inflow is 320m3/h and the maximum mine inflow is 340m3/h. It is bituminous coal 44 with low mine gas emission rate and coal spontaneous co
5、mbustion tendency, and it’s a coal seam liable to explosion. The available project is vertical shaft development with two mining levels and the extension of inclined shaft go to -700m. Main roadway makes use of belt conveyor to transport coal resource, and mine car to be assistant transport. Desi
6、gned first mining district makes use of the method of preparation in mining area, which uses fully-mechanized coal mining technology, and fully caving method to deal with goaf. The way of mine ventilation is centralized juxtapose ventilation.At the easy time of mine ventilation, the total air quant
7、ity is 4608 m3 per minute, the total mine ventilation resistance is 2096 Pa, the coefficient of resistance is 0.355 N·s2/m8, equivalent orifice is 2.03 m2. At the difficult time of mine ventilation, the total air quantity is about 4608 m3 per minute, the total mine ventilation resistance is 2746 Pa,
8、 the coefficient of resistance is 0.465 N·s2/m8, equivalent orifice is 1.77 m2. Keywords:shaft; up-dip and down-dip minging; large mining height; centralized juxtapose ventilation. 86 河北理工大學 畢業(yè)設計目錄 目錄 1 礦區(qū)概述及井田地質特征 1 1.1礦區(qū)概述 1 1.2井田地質特征 2 1.3煤層特征 4 2 井田境界和儲量 7 2.1井田境界 7 2.2 礦井工業(yè)
9、儲量 7 2.3礦井可采儲量 8 3 礦井工作制度、設計生產(chǎn)能力及服務年限 14 3.1礦井工作制度 14 3.2礦井設計生產(chǎn)能力及服務年限 14 4 井田開拓 16 4.1井田開拓的基本問題 16 4.2 礦井基本巷道 24 5 準備方式——采區(qū)巷道布置 34 5.1煤層地質特征 34 5.2采區(qū)巷道布置及生產(chǎn)系統(tǒng) 34 5.3采區(qū)車場選型設計 38 6 采煤方法 41 6.1采煤工藝方式 41 6.2回采巷道布置 49 7 井下運輸 52 7.1概述 52 7.2采區(qū)運輸設備選擇 53 7.3大巷運輸設備選擇 55 8 礦井提升 57 8.1概述 5
10、7 8.2主副井提升 57 9 礦井通風及安全 62 9.1礦井通風系統(tǒng)選擇 62 9.2 采區(qū)及全礦所需風量 64 9.3礦井通風總阻力計算 68 9.4選擇礦井通風設備 76 9.5防止特殊災害的安全措施 80 10 礦井基本技術經(jīng)濟指 82 參考文獻 84 謝 辭 85 河北理工大學 畢業(yè)設計說明書 1 礦區(qū)概述及井田地質特征 1.1礦區(qū)概述 1.1.1交通地理位置 張雙樓煤礦位于徐州市西北,距徐州市約79km,在江蘇沛縣安國鎮(zhèn)境內(nèi),東距大屯煤電公司6.5km,南距沛縣城16.5km,東有沛屯鐵路和隴海線相連,礦區(qū)的徐沛公路北上山東,南達上海,交
11、通甚為便利。 圖1-1 張雙樓礦井交通位置圖 礦區(qū)(居民點)現(xiàn)狀由張雙樓、陳莊、高莊、梅廟、梅海子、油坊口、袁莊七個自然村組成,居住總人口3461人,910戶。交通位置如圖1-1。 1.1.2地形地貌和水文情況 本井田地表屬黃泛沖積平原,地面平坦,地面標高+35~+39m,地勢西高東低,地表水系不發(fā)育,區(qū)內(nèi)東緣微山湖,有徐沛河,南有豐沛河經(jīng)京杭大運河注入微山湖。 1.1.3礦區(qū)經(jīng)濟狀況 礦區(qū)工業(yè)發(fā)展迅速,已形成鑄造、釀酒、繅絲、紡織、塑編、木材加工、機械制造等八大工業(yè)體系,工業(yè)產(chǎn)品100余種。張雙樓工業(yè)園區(qū),形成了板皮加工、塑料編織、鑄造加工、機械制造四大主導產(chǎn)業(yè)。礦區(qū)農(nóng)副產(chǎn)品資
12、源豐富,有優(yōu)質小麥、“無公害水稻”、“高蛋白玉米”等糧食作物7.4萬畝,蕓豆5000畝,黃皮洋蔥1000畝、脫毒土豆1000畝、東北毛茄1000畝、越冬甘蘭1000畝、大沙河無籽西瓜14000畝、優(yōu)質紅富干蘋果4000畝、桑園5000畝。有年出欄300萬羽的肉鴨養(yǎng)殖基地、年出欄150萬羽的合同雞養(yǎng)殖基地、有大型的波爾山羊養(yǎng)殖基地。 1.1.4礦區(qū)電力供應 礦井110kV主電源引自沛縣220kV變電站,備用電源引自大屯110kV變電站,由110kV線路送至距礦井110kV變電站。 1.1.5礦區(qū)的氣候條件 本區(qū)屬南溫帶黃淮區(qū),氣象具有長江流域的過渡性質,接近北方氣候特點,冬季寒冷干燥,夏
13、季炎熱多雨,春季有干旱及寒潮、霜凍等自然災害,但四季分明,氣候溫和。 降水量:年平均降水量811.7mm,最大年降水量1178.9mm,最小年降水量550mm,降水多集中于7、8、9月份,占全年降水量的50~70%,1、2、3月份為枯水季節(jié)。 蒸發(fā)量:年平均蒸發(fā)量1873.5mm,年最小蒸發(fā)量1273.9mm。 氣 溫:年平均氣溫13.8 ℃,最高氣溫40.7 ℃,最低氣溫-21.3 ℃。 1.1.6地震 自公元462年以來,根據(jù)不完全統(tǒng)計,本區(qū)共記載有感地震30余次,其中影響較大的有1968年7月25日山東莒縣郯城8.5 級地震,1937年8月1日山東菏澤7級地震等。 本區(qū)屬于
14、華北地震區(qū),據(jù)郯廬斷裂100余公里,該斷裂為一長期活動的斷裂帶,亦為強地震帶,郯城至新沂一帶具有發(fā)生強地震的地質構造背景。 1.2井田地質特征 1.2.1井田的地形,井田的勘探程度 本區(qū)位于華北陸臺之東南部,在大地構造上處于魯西穹折帶(魯西臺凸)的西側,與徐蚌凹折帶(徐州臺凹)相鄰。區(qū)內(nèi)地形平坦,出露地層極少,僅在局部地區(qū)有前震旦系、寒武系、奧陶系等地層零星出露。 圖1-2 綜合地質柱狀圖 區(qū)域地層在前震旦紀的結晶基底上沉積了震旦系、寒武系、奧陶系、石炭二迭系、侏羅白堊系及新生代地層。 在區(qū)域構造上位于兩個不同的構造單元聯(lián)結處(魯西穹折帶與徐蚌凹折帶之間),前者以一系列接近經(jīng)
15、向和緯向的斷裂為主,間有寬緩的短軸褶皺,后者以一系列北東向的緊密向斜、背斜相間而成。 本區(qū)的巖漿巖活動自老至新大致分為三期:即呂梁期花崗巖、燕山期中基性巖侵入以及喜馬拉雅期的玄武巖流,在煤系中以燕山期侵入體為主。綜合地質柱狀圖如圖1-2。 1.2.2井田的地質構造、最主要的地質變動 井田內(nèi)地層走向、傾向、傾角,褶曲、斷層的總體發(fā)育規(guī)律等方面如下:區(qū)內(nèi)呈單斜構造,局部發(fā)育有次級背向斜,地層傾角變化不大,大致有一條正斷層,局部遭受巖漿侵入的影響,屬中等。 本區(qū)地層屬華北型,煤系地層為石炭、二迭系,均為第四系或侏羅-白堊系所覆蓋。區(qū)內(nèi)揭露的地層有奧陶系下統(tǒng)肖縣組(未揭穿)、馬家溝組,奧陶系中
16、統(tǒng)閣莊組、八陡組,石炭系中統(tǒng)本溪組,石炭系上統(tǒng)太原組,二迭系下統(tǒng)山西組和下石盒子組,二迭系上統(tǒng)上石盒子組,侏羅-白堊系,第四系。 構造:張雙樓井田是一個完整的地質構造單元,為一傾向NW,走向略有變化的單斜構造,地層傾角一般在7~12o。 張雙樓井田隸屬于豐沛煤田,地質構造特征受區(qū)域構造運動所控制,豐沛煤田構造特征(模式)是在特定環(huán)境中,由不同時期、不同方向張力的相繼作用,造成他們即繼承又轉化,即斷陷又隆升的伸展構造格局。F1正斷層,走向近EW向,傾向NS,傾角45~60o,落差40~60m,延展9800m,西部落差較大60m,而東部落差較小40m,被F1斷層切割,控制可靠。 1.2.3井
17、田的水文地質特征 張雙樓地區(qū)基巖含水層,包括煤系地層含水層和奧陶系灰?guī)r水層均有隱伏露頭,即為第四系地層直接覆蓋。雖然各含水層是來自大氣降水入滲,且第四系第一段砂巖層含水量較大,但第四系下部有一層厚達14.4m的粘土隔水層段,底礫層多為砂泥質充填,含水性小,故其頂部可視為弱水邊界。 礦井的歷年涌水量的變化范圍為20~340m3/h,水文地質屬于簡單型,全井田最大涌水量為340m3/h,正常涌水量為320m3/h。 1.3煤層特征 1.3.1煤層埋藏條件 走向:東西走向。傾向:北偏西。傾角及其變化:7~12°。煤層的露頭深度:-211m。風化帶深度:-218m。 1.3.2煤層群的層數(shù)
18、 本區(qū)主要含煤地層為石炭二迭系,其中:石炭系太原組(C3t)、二迭系山西組(P11),總厚度272m,含煤16層,平均累計厚度9.30m,含煤系數(shù)3.40%。含主要可采煤層1層,平均總厚度5.0m。 1.3.3煤層的圍巖性質 7煤頂板多為泥巖、砂泥巖,底板多為灰色粉砂巖。煤層頂?shù)装寰唧w情況見表1-1。 表1-1 煤層頂?shù)装迩闆r一覽表 頂?shù)装? 名稱 巖石 名稱 厚度(m) 特性描述 基本頂 細砂巖 8.57 淺灰~淺灰白色,有厚脈櫛羊齒化石。 直接頂 砂泥巖 4.55 灰色,含長橢圓形楔葉化石。 直接底
19、 砂泥巖 4.19 深灰色,含少量動物化石及黃鐵礦,偶夾鈣質透鏡體。 基本底 細砂巖 24.69 灰白色,致密堅硬,以石英長石為主,鈣質膠結,斜層理為主。 1.3.4煤的特征 本區(qū)7煤呈油脂~半暗淡光澤,鱗片狀及厚薄不等的條帶狀結構,硬度II~III,內(nèi)生裂隙發(fā)育,性脆易碎,為光亮~半暗型煤。7煤容重測定值1.31~1.55,煤礦采用1.42。煤質穩(wěn)定,各主要指標變化很小,為中變質程度的氣肥煤。可作為電力、船舶、鍋爐用煤及其它工業(yè)用煤,并且可作為良好的煉焦配煤。煤層具體特征見表1-2、1-3。 表1-2 煤層特征表
20、 煤 層 厚 度 4.8~5.2 m,加權平均厚度為5.0 m,為厚煤層 煤 層 傾 角 7~12°,平均8.9°,為緩傾斜煤層 煤層硬度系數(shù) f=2.3 表1-3 主要煤質指標分級一覽表 煤層 精煤揮發(fā)份 原煤灰分 原煤含硫 原煤發(fā)熱量 粘結性 數(shù)碼 Ad 熔融性 7 38.15 中灰 高~難溶 特低 中高 中等 44 瓦斯:區(qū)內(nèi)先后共采集了10個瓦斯鉆孔,瓦斯含量測定成果見表1-4和表1-5。 全礦井相對瓦斯涌出量0.77m3/(t·d),絕對瓦斯涌出量1.84m3/min,按照《煤礦安全規(guī)程
21、》規(guī)定,日產(chǎn)一噸煤瓦斯涌出量在10m3以下的礦井為低瓦斯礦井,本礦為低瓦斯礦井。 煤塵:本區(qū)綜采,機掘的最大最小煤塵濃度和平均濃度為337.8mg/m3、136.8mg/m3、189.4mg/m3,煤塵爆炸性指數(shù)在43%左右,均屬于有煤塵爆炸危險性煤層。 表1-4 可采煤層鉆孔瓦斯含量測定成果統(tǒng)計表 煤層 CH4(m3/g) C02(m3/g) N2(m3/g) C2H6(m3/g) 備注 7 0.1 0.169~1.74 0.507(7) 0.01 表1-5 可采煤層鉆孔瓦斯自然成分統(tǒng)計
22、表 煤層 CH4(%) C02(%) N2(%) C2H6(%) 備注 7 2.94~1.74 4.11(2) 10.6~50.45 26.21(8) 44.28~89.35 72.75(8) 0.05 煤的自燃傾向:區(qū)內(nèi)共采取5個煤層自燃傾向試驗樣本,煤層自燃傾向試驗成果見表1-6。 表1-6 煤層自燃傾向試驗成果表 煤層 采樣點數(shù) T1 T2 T3 △T(1-3) 煤的自燃傾向系數(shù) 7 5 336~370 346(5) 327~343 332(5) 319~339 327(5)
23、9~44 20(5) 不易自燃 井田內(nèi)煤層的自燃發(fā)火期一般為3~6個月,為不易自燃煤層。 地溫:井田內(nèi)在地面進行了10個地質鉆孔的測溫工作,其中近似穩(wěn)態(tài)測溫孔2個,其它均為簡易測溫孔。地溫梯度及相同深度巖溫對比見表1-7。 表1-7 地溫梯度及相同深度巖溫對比表 深度 -300 m地溫(℃) -500 m地溫(℃) -800 m地溫(℃) -1000 m地溫(℃) 地溫梯度(℃/100 m) 地溫率 (m/℃) 變化范圍 21.8~23.5 24.0~25.7 27.4~29.1 29.6~31.3 2.25~2.81
24、 36.6~44.3 平均 23.0 24.8 28.1 30.8 1.12 39.8 2 井田境界和儲量 2.1井田境界 2.1.1井田范圍 東部邊界:東起F1大斷層;西部邊界:由第1勘探線控制;南部邊界:由第9勘探線控制;北部邊界:北到-800m水平7煤層底板等高線。 2.1.2開采界限 井田內(nèi)含煤地層為上石炭統(tǒng)太原群及下二疊統(tǒng)山西組,總厚123.38m,含煤4層??刹擅簩?層,為7號煤層。礦井設計只針對7號煤層。 開采上限:7號煤層以上無可采煤層。下部邊界:7號煤層以下無可采煤層。 2.1.3井田尺寸 井田的走向最大長度為8.234km,最小長度為8
25、.229km,平均長度為8.231km。井田傾斜方向的最大長度為3.976km,最小長度為3.782km,平均長度為3.879km。煤層的傾角最大為12°,最小為7°,平均為8.9°。井田的水平面積按下式計算: S=H×L (2-1) 式中: S——井田的水平面積,m2; H——井田的平均水平寬度,m; L——井田的平均走向長度,m。 井田的水平面積為: S=8.231×3.879=31.93 (km2) 井田賦存狀況示意圖如圖2-1。 2.2 礦井工業(yè)儲量 2.2.1井田地質勘探 井田南部鉆孔分布均勻,地質勘
26、探類型為精查,北部的東半部分鉆孔分布均勻,為詳細勘探區(qū),西半部鉆孔較少,為普查區(qū)。 井田內(nèi)斷層南部以及斷層北部東大半部分屬111b-1級儲量,斷層附近及露頭附近屬122b級儲量,其它區(qū)域為111b-2級儲量。高級儲量占94.15%,符合煤炭工業(yè)設計規(guī)范要求。7號煤層最小可采厚度為4.8m,最大可采厚度為5.2m,平均5.0m。 2.2.2工業(yè)儲量計算 根據(jù)地質勘探情況,將礦體劃分為11個塊段,在各塊段范圍內(nèi),用算術平均法求得每個塊段的儲量,煤層總儲量即為各塊段儲量之和。塊段劃分如圖2-2。各塊儲量計算見表2-1。 2.3礦井可采儲量 2.3.1安全煤柱留設原則 1.工業(yè)場地、井筒留
27、設保護煤柱,對較大的村莊留設保護煤柱,對零星分布的村莊不留設保護煤柱; 2.各類保護煤柱按垂直斷面法或垂線法確定。用巖層移動角確定工業(yè)場地、村莊煤柱。巖層移動角為75°,表土層移動角為40°; 3.維護帶寬度:風井場地20m,其它15m; 4.斷層煤柱寬度50m,井田境界煤柱寬度為20m; 表2-1 井田塊段儲量計算表 塊段標號 等級 傾角(°) 平均厚度(m) 容重(t/m3) 面積(m2) 儲量(Mt) K1 111b-1 8.55 5.0 1.42 4021256.4 28.5509 K2 10
28、.01 5.0 1.42 3013260.3 21.3941 K3 7.80 5.0 1.42 2928132.0 20.7897 K4 7.52 5.0 1.42 3052104.0 21.6699 K5 10.01 5.0 1.42 5016389.4 35.6164 K6 8.55 5.0 1.42 4399694.0 31.2378 K7 111b-2 8.95 5.0 1.42 3473213.4 24.6598 K8 8.24 5.0 1.42 4155325.4 29.5028 K9 122b
29、 9.41 5.0 1.42 226080.1 1.6052 K10 7.76 5.0 1.42 820901.8 5.8284 K11 11.29 5.0 1.42 821692.2 5.8340 總面積 31928049.0 總儲量 226.6891 圖2-1井田賦存狀況圖 2.3.2礦井永久保護煤柱損失量 1.井田邊界保護煤柱 井田邊界保護煤柱留設40m寬,則井田邊界保護煤柱損失量為3.440Mt。 2.斷層保護煤柱 斷層F1煤柱留設50m寬,則斷層保護煤柱損失量為:4.003Mt。 3
30、.工業(yè)廣場保護煤柱 本礦井設計生產(chǎn)能力為1.80Mt/a,取工業(yè)廣場的尺寸為400m×500m的長方形。工業(yè)廣場所在位置煤層傾角為8.9°,其中心處埋藏深度為-450m,該處表土層厚度為70m,主井、副井,地表建筑物均布置在工業(yè)廣場內(nèi)。工業(yè)廣場按Ⅱ級保護留維護帶,寬度為15 m。本礦井的地質條件及沖積層和基巖層移動角見表2-2。 表2-2 巖層移動角 廣場中心深度(m) 煤層傾角 (°) 煤層厚度(m) 沖積層厚度 (m) ф(°) δ(°) γ(°) β(°) -450 8.9 5.0 70 40 7
31、5 75 68 圖2-3 工業(yè)廣場保護煤柱 圖2-2 井田塊段劃分圖 由此根據(jù)上述已知條件,畫出如圖2-3所示的工業(yè)廣場保護煤柱的尺寸:由圖可得出保護煤柱的尺寸為: S=(上寬+下寬)×高/(2×cos8.9°) (2-2) =(1051+984)×868/(2×cos8.9°) =0.893953 (km2) 則工業(yè)廣場的保護煤柱量為: Zi=S×M×R (2-3) 式中:Zi——工業(yè)廣場煤柱量,Mt; M——煤層平均厚度,m; S——工業(yè)廣場壓煤面,0.89
32、4 km2。 Zi=893953×5.0×1.42=6.3471 (Mt) 4.井筒保護煤柱 主、副井井筒保護煤柱在工業(yè)廣場保護煤柱范圍內(nèi)故井筒保護煤柱損失量為0。風井布置在工業(yè)廣場中心,煤柱損失為0。 表2-3 保護煤柱損失量 煤 柱 類 型 儲量(Mt) 井田邊界保護煤柱 3.440 斷層保護煤柱 4.0033 工業(yè)廣場保護煤柱 6.3471 井筒保護煤柱 0 合 計 13.7896 2.3.3 礦井可采儲量 礦井可采儲量是礦井設計的可以采出的儲量,可按下式計算: Zk=(Z
33、g-P)×C (2-4) 式中:Zk——礦井可采儲量,Mt; P——保護工業(yè)場地、井筒、井田境界、河流、湖泊、建筑物、大斷層等留設的永久保護煤柱損失量,Mt; C——采區(qū)采出率,厚煤層不小于0.75;中厚煤層不小于0.8;薄煤層不小于0.85;地方小煤礦不小于0.7。 Zk =(226.6891-18.0121)×0.8=172.5278(Mt) 礦井儲量匯總表見表2-4。 表2-4 礦井儲量匯總表 煤層 工業(yè)儲量(Mt) 111b/(111b+122b) 永久煤柱
34、損失(Mt) 設計開采損失(Mt) 礦井設計儲量(Mt) 設計可采儲量(Mt) 111b-1 111b-2 122b 7 161.20 54.82 13.43 94.15% 13.79 43.17 215.66 172.53 3 礦井工作制度、設計生產(chǎn)能力及服務年限 3.1礦井工作制度 根據(jù)《煤炭工業(yè)礦井設計規(guī)范》規(guī)定,確定礦井設計年工作日為330d,工作制度采用“三八制”,每天三班作業(yè),二班生產(chǎn),一班準備,每班工作8h。礦井每晝夜凈提升時間為16h。 3.2礦井設計生產(chǎn)能力及服務年限 3.2.1礦井設計生產(chǎn)能力 張雙樓井田儲量豐富,煤層賦存穩(wěn)定,
35、頂?shù)装鍡l件好,斷層褶曲少,傾角小,厚度變化不大,開采條件較簡單,技術裝備先進,經(jīng)濟效益好,煤質為優(yōu)質氣肥煤,交通運輸便利,市場需求量大,宜建大型礦井。 確定張雙樓礦井設計生產(chǎn)能力為1.8Mt/a。 3.2.2礦井服務年限 礦井服務年限必須與井型相適應。 礦井可采儲量Zk、設計生產(chǎn)能力A礦井服務年限T三者之間的關系為: T=Zk/(A×K) (3-1) 式中:T——礦井服務年限,a; Zk——礦井可采儲量,Mt; A——設計生產(chǎn)能力,Mt; K——礦井儲量備用系數(shù),取1.3。 則礦井服務年限為: T=172.53/(1
36、.8×1.3)=73.7(a) 符合《煤炭工業(yè)礦井設計規(guī)范》要求。 第一水平礦井保護煤柱損失見表2-3。第一水平工業(yè)儲量為101.0540Mt,所以第一水平服務年限為: =(101.054-10.0027)×0.8/(1.3×1.8)=31.3 (a) 符合《煤炭工業(yè)礦井設計規(guī)范》要求。 3.2.4井型校核 按礦井的實際煤層開采能力,輔助生產(chǎn)能力,儲量條件及安全條件因素對井型進行校核: 1.煤層開采能力 井田內(nèi)7煤平均厚度5.0m,為厚煤層,賦存穩(wěn)定,厚度變化不大。根據(jù)現(xiàn)代化礦井“一礦一井一面”的發(fā)展模式,可以布置一個大采高工作面保產(chǎn)。 2.輔助生產(chǎn)環(huán)節(jié)的能力校核 礦井設計
37、為大型礦井,主立井采用箕斗運煤,副立井采用罐籠輔助運輸,運煤能力和大型設備的下放可以達到設計井型的要求。工作面生產(chǎn)的原煤經(jīng)平巷膠帶輸送機到大巷膠帶輸送機運到井底煤倉,再經(jīng)主立井提升至地面,運輸能力大,自動化程度高。副井運輸采用罐籠提升、下放物料,能滿足大型設備的下放與提升。大巷輔助運輸采用架線電機車運輸,運輸能力大,調(diào)度方便靈活。 3.通風安全條件的校核 礦井煤塵具有爆炸危險性,瓦斯涌出量小,屬低瓦斯礦井。礦井采用中央并列式通風,可以滿足通風需要。 4.礦井的設計生產(chǎn)能力與整個礦井的工業(yè)儲量相適應,保證有足夠的服務年限,滿足《煤炭工業(yè)礦井設計規(guī)范》要求。 4 井田開拓 4.1井田
38、開拓的基本問題 井田開拓是指在井田范圍內(nèi),為了采煤,從地面向地下開拓一系列巷道進入煤體,建立礦井提升、運輸、通風、排水和動力供應等生產(chǎn)系統(tǒng)。這些用于開拓的井下巷道的形式、數(shù)量、位置及其相互聯(lián)系和配合稱為開拓方式。合理的開拓方式,需要對技術可行的幾種開拓方式進行技術經(jīng)濟比較,才能確定。 確定開拓問題,需根據(jù)國家政策,綜合考慮地質、開采技術等諸多條件,經(jīng)全面比較后才能確定合理的方案。在解決開拓問題時,應遵循下列原則: 1.貫徹執(zhí)行國家有關煤炭工業(yè)的技術政策,為早出煤、出好煤高產(chǎn)高效創(chuàng)造條件。在保證生產(chǎn)可靠和安全的條件下減少開拓工程量;尤其是初期建設工程量,節(jié)約基建投資,加快礦井建設。 2.
39、合理集中開拓部署,簡化生產(chǎn)系統(tǒng),避免生產(chǎn)分散,做到合理集中生產(chǎn)。 3.合理開發(fā)國家資源,減少煤炭損失。 4.必須貫徹執(zhí)行煤礦安全生產(chǎn)的有關規(guī)定。要建立完善的通風、運輸、供電系統(tǒng),創(chuàng)造良好的生產(chǎn)條件,減少巷道維護量,使主要巷道經(jīng)常保持良好狀態(tài)。 5.要適應當前國家的技術水平和設備供應情況,并為采用新技術、新工藝、發(fā)展采煤機械化、綜掘機械化、自動化創(chuàng)造條件。 4.1.1確定井筒形式、數(shù)目、位置及坐標 井筒形式有三種:平硐、斜井、立井。一般情況下,平硐最簡單,斜井次之,立井最復雜。 平硐開拓受地形跡埋藏條件限制,只有在地形條件合適,煤層賦存較高的山嶺、丘陵或溝谷地區(qū),且便于布置工業(yè)場地和
40、引進鐵路,上山部分儲量大致能滿足同類井型水平服務年限要求。 斜井開拓與立井開拓相比:井筒施工工藝、施工設備與工序比較簡單,掘進速度快,井筒施工單價低,初期投資少;地面工業(yè)建筑、井筒裝備、井底車場及硐室都比立井簡單,井筒延伸施工方便,對生產(chǎn)干擾少,不易受底板含水層的威脅;主提升膠帶輸送機有相當大的提升能力,可滿足特大型礦井主提升的需要;斜井井筒可作為安全出口,井下一旦發(fā)生透水事故等,人員可迅速從井筒撤離。缺點是:斜井井筒長、輔助提升能力小,提升深度有限;通風路線長、阻力大、管線長度大;斜井井筒通過富含水層、流沙層施工技術復雜。 立井開拓不受煤層傾角、厚度、深度、瓦斯及水文等自然條件的限制,在
41、采深相同的的條件下,立井井筒短,提升速度快,提升能力大,對輔助提升特別有利,井筒斷面大,可滿足高瓦斯礦井、煤與瓦斯突出礦井需風量的要求,且阻力小,對深井開拓極為有利;當表土層為富含水層或流沙層時,立井井筒比斜井容易施工;對地質構造和煤層產(chǎn)狀均特別復雜的井田,能兼顧深部和淺部不同產(chǎn)狀的煤層。主要缺點是立井井筒施工技術復雜,需用設備多,要求有較高的技術水平,井筒裝備復雜,掘進速度慢,基本建設投資大。 本礦井煤層傾角小,平均8.9°,為緩傾斜煤層;水文地質情況比較簡單,涌水量??;地勢平坦,只能采用立井開拓。 4.1.2工業(yè)場地的位置 工業(yè)場地的位置選擇在主、副井井口附近,即井田中部。 工業(yè)場
42、地的形狀和面積:根據(jù)工業(yè)場地占地面積規(guī)定,0.6~1.1公頃/10萬t,確定地面工業(yè)場地的占地面積為20公頃,形狀為矩形,長邊平行于井田走向,長為500m,寬為400m。 4.1.3開采水平的確定及采采區(qū)劃分 本礦井煤層露頭標高為-211m,煤層埋藏最深處達-800m,垂直高度達589m,根據(jù)《煤炭工業(yè)礦井設計規(guī)范》規(guī)定,緩傾斜、傾斜煤層的階段垂高為200~350m,因此必須采用多水平開采,由于本礦被井田中央走向大斷層劃分為南北兩部分,其中任何一部分均不能劃分為兩個階段,結合階段斜長考慮,決定本井田劃分為兩個水平,階段垂高在200~300m之間變化。 井田主采煤層為7煤層,7號煤層平緩,
43、傾角為7~12°,平均為8.9°,為緩傾斜煤層,一水平由于斷層影響,并且煤層褶皺比較大,大巷布置困難,若采用帶區(qū)開采需設置輔助水平,生產(chǎn)系統(tǒng)復雜,因此選擇采用采區(qū)準備方式。二水平經(jīng)過經(jīng)濟比較后再確定開采方式。 4.1.4礦井開拓延伸及深部開拓方案 本礦井開拓延伸可考慮以下二種方案:雙立井延伸;雙暗斜井延伸。 雙立井延伸:采用雙立井延伸時可充分利用原有的各種設備和設施,提升系統(tǒng)單一,轉運環(huán)節(jié)少,經(jīng)營費低,管理較方便。但采用這種方法延伸時,原有井筒同時擔任生產(chǎn)和延伸任務,施工與生產(chǎn)相互干擾,立井接井時技術難度大,礦井將短期停產(chǎn);延伸兩個井筒施工組織復雜,為延伸井筒需要掘進一些臨時工程,延伸后
44、提升長度增加,能力下降,可能需要更換提升設備。 暗斜井延伸:采用兩個暗斜井延伸時,暗斜井立井內(nèi)鋪設膠帶輸送機,系統(tǒng)較簡單且運輸能力大,可充分利用原有井筒能力,同時生產(chǎn)和延伸相互干擾少。其缺點是增加了提升、運輸環(huán)節(jié)和設備,通風系統(tǒng)較復雜。 4.1.5開采順序 本井田開采順序為先開采第一水平,再開采第二水平; 采區(qū)內(nèi)回采順序:采用后退式,即由采區(qū)邊界向采區(qū)上山推進。 4.1.6方案比較 1.提出方案 根據(jù)以上分析,現(xiàn)提出以下四種在技術上可行的開拓方案,分述如下: 方案一:立井兩水平開采,暗斜井延伸至-700m水平,巖石大巷,如圖4-1。 方案二:立井兩水平開采,立井延伸至-700
45、m水平,巖石大巷,如圖4-1。 方案三:立井兩水平開采,暗斜井延伸至-820m水平,巖石大巷,如圖4-1。 方案四:立井兩水平開采,立井延伸至-820m水平,巖石大巷,如圖4-1。 所提四個方案水平數(shù)目均相同,區(qū)別在于井筒延伸形式和工作面布置以及由此及起的部分基建、生產(chǎn)費用不同。 2.經(jīng)濟比較 方案有差別的建井工程量、生產(chǎn)經(jīng)營工程量、基建費、生產(chǎn)經(jīng)營費和經(jīng)濟比較結果,分別計算匯總于下列表中:見表4-1、表4-2、表4-3、表4-4、表4-5和表4-6。 方案1與方案2的區(qū)別在于二水平延伸是暗斜井延伸還是立井延伸,兩方案生產(chǎn)系統(tǒng)都比較簡單可靠,相同的立井開鑿和井底車場開鑿費用沒有比較
46、。比較結果是方案1在經(jīng)濟上優(yōu)勢十分明顯,并且方案1是暗斜井延伸,不干擾現(xiàn)行礦井的正常生產(chǎn),因此選擇方案1。 方案3與方案4的區(qū)別也僅在于二水平延伸是暗斜井延伸還是立井延伸,兩方案生產(chǎn)系統(tǒng)都比較簡單可靠,相同的立井開鑿和井底車場開鑿費用沒有比較。比較結果是方案3在經(jīng)濟上優(yōu)勢十分明顯,因此選擇方案3。 方案1和方案3比較,方案1和方案3的初期建井費用相同,但方案3的基建費用和生產(chǎn)經(jīng)營費用分別比方案1高出11.4%和6.3%,總費用也比方案1高出6.8%,方案3第二水平采用帶區(qū)布置,生產(chǎn)系統(tǒng)簡單,投產(chǎn)快。并且向下俯采,適合本井田的大采高開采,但斜井運輸和石門運輸折返費用比較高,帶區(qū)開采的優(yōu)勢不明
47、顯,經(jīng)過經(jīng)濟比較后,并且結合本礦的實際條件,選擇方案1。 在上述經(jīng)濟比較中需要說明以下幾點: (1) 兩方案中,第一水平的大巷布置及工作面劃分完全一致,因此由此產(chǎn)生的基建費用和生產(chǎn)經(jīng)營費用相同,在所有四個方案中均不比較第一水平的各種費用,只比較第二水平。 (2) 方案1、3的區(qū)別僅在于方案1通過暗斜井延伸至-700m水平,第二水平采用采區(qū)上下山開采,方案3通過暗斜井延伸至-820m水平,第二水平采用帶區(qū)開采。因方案1和方案3的井底車場、石門、運輸軌道大巷均布置在堅硬的巖層中,;至于方案3回風大巷,布置在煤層中,但僅承擔回風作用,不用作輔助運輸,維護費用低,也不比較。 (3) 立井、大巷
48、、石門及采區(qū)上下山的輔助運輸費用均按占運輸費用的20%進行估算。 綜上所述:綜合經(jīng)濟、技術和安全三方面的考慮,方案1是最優(yōu)方案,即該設計宜選用立井開拓一水平,暗斜井延伸開拓二水平的開采方案。 本礦采用立井兩水平開采,暗斜井延伸至-700m水平,大巷均為巖巷,且平行布置。全礦第一水平和第二水平開采均采用采區(qū)準備方式,并且采區(qū)為兩翼布置。大巷布置和各采區(qū)分布位置見礦井開拓平面圖。 圖4-1 開拓方案圖 表4-1 各方案粗略估算費用表(單位:萬元) 方案一 方案二 基建費用 暗斜井 開鑿 966×1050×10-4 96
49、6×1150×10-4 101.43 111.09 立井 開鑿 2×250×3000×10-4 150.00 石門 2×836×800×10-4 133.76 石門 2×1778×800×10-4 284.48 井底車場 800×900×10-4 72.00 井底車場 1000×900×10-4 90.00 小計 418.28 小計 524.48 生產(chǎn)費用 立井 提升 1.2×15650.775 ×0.488×0.85 7790.33 立井 提升 1.2×15650.775 ×0.738×0.85 11281.28 暗斜
50、 井提升 1.2×9059.6 ×0.966×0.48 5040.91 暗斜 井提升 0 0 石門 運輸 1.2×9059.6 ×0.836×0.381 3462.75 石門 運輸 1.2×9059.6 ×1.778×0.381 7364.56 排水 340×24×365×26.8 ×0.1525×10-4 1217.27 排水 340×24×365×26.8 ×0.1525×10-4 1217.27 小計 17511.26 小計 19863.11 合計 費用(萬元) 17929.54 費用(萬元) 20387.59 百分
51、率 100.0% 百分率 113.7% 方案三 方案四 基建費用 暗斜 井開鑿 1430×1050×10-4 1430×1150×10-4 150.15 164.45 立井 開鑿 2×370×3000×10-4 220.00 石門 2×1214×800×10-4 194.24 石門 2×2643×800×10-4 422.88 斜井車場 800×900×10-4 72.00 立井車場 1000×900×10-4 90.00 小計 580.84 小計 732.88 生產(chǎn)費用 立井提升 1.2×15650.775 ×0
52、.488×0.85 7790.33 立井 提升 1.2×15650.775 ×0.858×0.85 13696.93 暗斜井提升 1.2×9059.6 ×1.43×0.48 7462.21 斜井 提升 0 0 石門 運輸 1.2×9059.6 ×1.214×0.381 5028.45 石門 運輸 1.2×9059.6 ×2.643×0.381 9347.44 排水 340×24×365×26.8 ×0.1525×10-4 1217.27 排水 340×24×365×26.8 ×0.1525×10-4 1217.27 小計 21
53、498.26 小計 24361.64 合計 費用(萬元) 22079.10 費用(萬元) 25194.52 百分率 100.0% 百分率 114.1% 表4-2 建井工程量 (單位:m) 項目 方案一 方案三 初期 主井井筒 488+30 488+30 副井井筒 488+15 488+15 井底車場 1000 1000 運輸軌道大巷 2×1636 2×1636 后期 斜井井筒 2×966 2×1430 井底車場 800 800 主石門 2×836 2×1214
54、 回風大巷 0 8067 運輸軌道大巷 2×(1864+4093) 2×(1864+8150) 東部雙翼采區(qū)上下山 2×2163 0 西部雙翼采區(qū)上下山 2×2076 0 采區(qū)車場 2×110×10 0 表4-4 建井費用表 項目 方案一 方案三 工程量(m) 單價(元/m) 費用(萬元) 工程量(m) 單價(元/m) 費用(萬元) 初 期 主井井筒 518 3000 155.40 518 3000 155.40 副井井筒 503 3000 150.90 503
55、 3000 150.90 井底車場 1000 900 90.00 1000 900 90.00 運輸軌道大巷 3272 800 261.76 3272 800 261.76 小計 658.06 658.06 后 期 斜井井筒 1932 1100 212.52 2860 1100 314.60 井底車場 8000 900 720.00 8000 900 720.00 回風大巷 0 0 0.00 8067 300 242.01 主石門 1672 800 133.76 2824 800 225.92
56、運輸軌道大巷 11878 800 950.24 20028 800 1502.24 東翼采區(qū)上下山 4326 300 129.78 0 300 0.00 西翼采區(qū)上下山 4152 300 124.56 0 300 0.00 采區(qū)中部車場 2200 900 198.00 0 900 0.00 小計 2270.86 2604.77 總計 2928.92 3262.83 表4-3 生產(chǎn)經(jīng)營工程量 (單位:m) 項目 方案一 方案三 運輸提升/萬t·km 工程量 工程
57、量 大巷和石門運輸 1.2×9059.6 ×(2.047+0.836) 31331.72 大巷和石門運輸 1.2×9059.6×(2.075+1.214) 35756.43 斜井提升 1.2×9059.6×0.966 10501.89 斜井提升 1.2×9059.6×1.43 13546.27 立井提升 1.2×9059.6×0.488 5305.30 立井提升 1.2×9059.6×0.488 5305.30 維護采區(qū)上山 (萬·a·m) 1.2×2×(2163+2076) ×0.488×20 9.93 維護采 區(qū)上山(萬·a·m) 0.
58、00 0 排水(萬m3) 340×24×365×30.1 8964.98 排水 (萬m3) 340×24× 365×30.1 8964.98 表4-5 生產(chǎn)經(jīng)營費 項目 方案一 方案三 運輸提升(萬t·km) 工程量 (m) 單價 (元·m-1) 費用 (萬元) 工程量 (m) 單價 (元·m-1) 費用 (萬元) 大巷和石門運輸 31331.72 0.38 11937.39 大巷石門運輸 35756.43 0.38 13623.20 斜井提升 10501.89 0
59、.48 5040.91 斜井提升 13546.27 0.48 6502.21 立井提升 5305.30 0.85 4509.51 立井提升 5305.30 0.85 4509.51 維護采區(qū)上山 (萬·a·m) 9.93 35.00 347.53 維護采區(qū)上山(萬·a·m) 0.00 0 0 排水/(萬m3) 8964.984 0.1525 1367.16 排水 (萬m3) 8964.98 0.1525 1367.16 總計 28401.42 30198.68 表4-6
60、 費用匯總表 方案 方案一 方案三 項 目 費用(萬元) 百分率(%) 費用(萬元) 百分率(%) 初期建井費 658.06 100.0% 658.06 100.0% 基建工程費 2928.92 100.0% 3262.83 111.4% 生產(chǎn)經(jīng)營費 28401.42 100.0% 30198.68 106.3% 總 費 用 31330.34 100.0% 33461.51 106.8% 4.2 礦井基本巷道 4.2.1井筒 由4.1節(jié)確定的開拓方案可知礦井第一、第二水平主、副井均為為立井,風井布置在井田井田的工業(yè)
61、廣場中。一般來說,立井井筒橫斷面形狀有圓形、矩形兩種,但圓形斷面的立井服務年限長,承壓性能好,通風阻力小,維護費用少及便于施工的特點,因此,主、副立井及中央風井均采用圓形斷面。 1.主井 主井井筒采用立井形式,圓形斷面,凈直徑6.5m,斷面積33.18m2,井筒內(nèi)裝備一 圖4-2 主井井筒斷面圖 套12 t雙箕斗和一套12 t單箕斗帶平衡錘,井壁采用砌碹支護方式。此外,還布置有檢修道,動力電纜,照明電纜,通迅信號電纜,人行臺階等設施。主井斷面和主要參數(shù)如圖4-2。 2.副井 副井井筒采用立井形式,圓形斷面,凈直徑為7.5m,斷面積44.18m2,井筒內(nèi)裝備一對3.0 t雙層單車多
62、繩罐籠,井壁采用砌碹支護方式,井筒主要用于提料、運人、提升設備,矸石等。采用金屬罐道梁,型鋼組合罐道,端面布置,罐道梁采用通梁式布置方式。副井內(nèi)除裝備罐籠外,還設有梯子間作為安全出口,并設有管子道,電纜道。副井斷面和主要參數(shù)如圖4-3。 3.風井 風井位于礦井中央上邊界保護煤柱內(nèi),備有安全出口。圓形斷面,井筒凈直徑5.0m,凈斷面19.63m2,采用預制管柱支護方式,井壁厚度達400mm,風井斷面和主要參數(shù)如圖4-4。 4.風速驗算 所選定的副井作為進風井,南、北風井作為出風井,其斷面的大小必須符合風速要求。 由第九章《礦井通風與安全》的風速驗算可知,所選的井筒符合風速要求。 4.
63、2.2井底車場及硐室 1.井底車場的形式和布置方式 井底車場聯(lián)系著井筒提升和井下運輸兩大生產(chǎn)環(huán)節(jié),為提煤、提矸石、下料、通風、排水、供電和升降人員等各項工作服務,是井下運輸?shù)目倶屑~。根據(jù)礦井開拓方式,立井和大巷的相對位置關系,確定為臥式環(huán)形井底車場,副斜井、井底車場鋪軌以礦車輔助運輸,大巷輔助運輸為電機車,井底車場布如圖4-5。 2.空重車線長度 大型礦井的副井空重車線的長度應為1.0~1.5列車長。輔助運輸采用MG1.7-6A型1.5t固定廂式礦車運輸,其尺寸為2400×1050×1200mm。電機車選用ZK10-6/550直流架線式電機車,其尺寸為4500×1060×1550mm。
64、每列車15節(jié)車廂。一列車的長度: L=4500+2400×15=40.5 (m) 副井空重車線的長度L1:L1≥40.5×1.5=60.75m 所選車場的副井空重線的長度均130m,長度均大于60.75m,所選的車場符合要求。 圖4-3 副井井筒布置圖 圖4-4 風井井筒布置圖 3.調(diào)車方式 運輸大巷的煤直接由皮帶運入井底煤倉。矸石列車在副井重車線機車分離以后,電機車經(jīng)機車繞道至副井空車線牽引空車經(jīng)繞道出井底車場。材料的運行路線與矸石空車相同。 4.硐室 (1) 煤倉 井底煤倉的有效容量可按礦井設計日產(chǎn)量的15%~25%來計算,一般大型礦井取小值,因本礦井日
65、產(chǎn)量為5565t,所以需要煤倉容量為818.1t,設置一個直徑為7m,高16m的圓筒煤倉,總容量約875t,能夠滿足礦井生產(chǎn)需要。直立煤倉通過一條裝載輸送機巷與箕斗裝載硐室連接,箕斗裝載硐室為單側式,這種布置煤倉容量大,多煤種可分裝分運,適應性強。 (2) 副井系統(tǒng)硐室 副井系統(tǒng)硐室由中央水泵房、水倉、清理水倉硐室、中央變電所、調(diào)度及等候室組成,為節(jié)省管材,電纜及方便管理,同時考慮到錨索的安裝,故把中央變電所和中央水泵房布置在附近,并設有防爆密閉門。水倉的主倉和副倉之間距離為20m。礦井正常涌水量為320m3/h,最大涌水量為340m3/h,所需水倉的容量為2720m3,所設計水倉水倉有效
66、斷面積為8.15m2;水倉長度為340m;水倉容量為2770m3。故設計的水倉容量滿足要求。 (3) 其它硐室 醫(yī)療硐室、機修硐室、消防車硐室、井下材料庫、火藥庫、換裝組裝硐室、換矸硐室、乘人車場等。 4.2.3主要開拓巷道 (1) 運輸大巷 此巷內(nèi)有鋼絲繩芯膠帶輸送機運輸煤炭,并鋪設有軌道,用架線式電機車牽引,以便于膠帶輸送機的的維修,同時也作回風大巷使用,斷面需要滿足一定的要求。不設專用人行道。 B1=b+d1+d2+d3+c (4-1) 式中:B1——運輸大巷寬度,mm; b——輸送機邊緣至巷道壁的最小距離,主要運輸巷道一般取500mm, 采區(qū)巷道一般取300~500mm; d1——膠帶輸送機寬度,d1=1400+120mm; d2——架線電機車的寬度,d2=1060mm; 圖4-5 井底車場平面圖 1-主井;2-副井;3-中央變電所;4-中央水泵房;5-水倉6-運輸大巷;7-輔助運輸大巷;8-等候室;9-主、副井聯(lián)絡巷;10-進風聯(lián)絡巷; 11-卸載站;12-煤倉 d3——
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