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设计名称
赵家寨煤矿2.4Mta新井设计
设计编号
x073
设计软件
AutoCAD, Word
包含内容
见右侧图片
说明字数
86000字
图纸数量
见右侧图片
推荐指数
较高
价格:
价格优惠中
整理日期
9.27
整理人
小林
购买流程
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设计简介

设计描述:


文档包括:

设计说明书1份,共145页,约86000字左右


CAD版本图纸,共5张

毕业论文任务书

毕业论文题目:赵家寨煤矿2.4Mt/a新井设计

毕业论文专题题目:郑州矿区“三软”不稳定煤层巷道支护技术分析

毕业论文主要内容和要求:
根据采矿工程专业毕业设计大纲,本毕业设计分为一般部分、专题部分和翻译部分,具体包括:
1、一般部分:赵家寨煤矿2.4Mt/a新井设计,主要内容包括:矿井概况、矿井工作制度及设计生产能力、井田开拓、首采区设计、采煤方法、矿井通风系统、矿井运输提升等。
2、专题部分:郑州矿区“三软”不稳定煤层巷道支护技术分析。
3、翻译部分:完成近3-5年国外期刊上与采矿或煤矿安全有关的科技论文翻译一篇,要求不少于3000字符。


摘  要
本设计包括三个部分:一般部分、专题部分和翻译部分。
一般部分为赵家寨煤矿2.4Mt/a新井设计。赵家寨煤矿位于河南省新郑市,区内交通十分便利。井田东西走向长13.5km,南北倾向宽3~4km,井田面积约47km2。井田内可采煤层共有4层,主采煤层为二1煤。井田内二1煤倾角在0~14°之间,平均厚度5.5m。矿井工业储量为358.64Mt,可采储量为244.17Mt,设计服务年限72.6a。矿井正常涌水量为600m3/h,最大涌水量为650m3/h。矿井相对瓦斯涌出量为4.436m3/t,绝对瓦斯涌出量为30.806m3/min,属低瓦斯矿井。煤层无自然发火倾向,但煤尘有爆炸危险性。
根据井田地质条件,提出四个技术上可行的开拓方案。方案一:立井两水平开拓,暗斜井延深,东翼设一辅助水平;方案二:立井两水平开拓,暗立井延深,东翼设一辅助水平;方案三:立井三水平开拓,暗斜井延深,东翼设一辅助水平;方案四:立井三水平开拓,暗立井、暗斜井延深,东翼设一辅助水平。通过粗略和详细技术经济比较,最终确定方案一为最优方案。一水平标高-200m,二水平标高-500m,东翼辅助水平标高-390m。整个井田划分为9个带区和1个采区。考虑到井田东西走向较长,矿井生产前期采用中央并列式通风方式,后期根据需要在井田东西两翼增加两个边界回风井。
矿井采用带区式准备方式,工作面设计长度210m,采用综合机械化放顶煤采煤工艺。矿井年工作日为330d,昼夜净提升时间为16h。矿井采用“三八”制工作制度,两班生产,一班检修。生产班每班完成3个采煤循环,检修班完成1个采煤循环。循环进尺为0.8m,日产量为7562.38t。
矿井煤炭采用胶带输送机运输,辅助运输采用蓄电池式电机车牵引固定箱式矿车。主井采用两对12t底卸式箕斗提煤,副井采用一对1.5t矿车双层四车加宽罐笼运送物料和升降人员。
专题部分题目为:郑州矿区“三软”不稳定煤层巷道支护技术分析。主要分析了郑州矿区“三软”不稳定煤层巷道失稳破坏的原因,并提出了相应的控制技术措施和控制郑州矿区“三软”煤巷支护失效和巷道围岩变形的机制。
翻译部分主要内容是关于巷道掘进巷道掘进过程中粉尘影响因素的数值模拟研究,英文题目为:Numerical simulation of the factors in?uencing dust in drilling tunnels: Its application。
关键词:立井;两水平;带区;综合机械化放顶煤;中央并列式通风
 
ABSTRACT
This design includes three parts: the general design, the monographic study and the translation.
The general design is about a 2.4 Mt/a new underground mine design of Zhaojiazhai Coal Mine. Zhaojiazhai Coal Mine lies in the west of Xinzheng City, Henan province. The transportation in the mining area is very convenient. It’s about 13.5 km on the strike and 4~5 km on the dip, with the 47 km2 total area. There are 4 minable coal seam. The main aquifer coal seam is 2-1 coal seam with an average thickness of 5.5 m, and the dip of 2-1 coal seam is 0~14°. The proved reserves of this coal mine are 358.64 Mt and the minable reserves are 244.17 Mt, with a mine life of 72.6 a. The normal mine inflow is 600 m3/h and the maximum mine inflow is 650 m3/h. The mine relative gas emission quantity is 4.436 m3/t, and the absolute gas emission quantity is 30.806 m3/min. Thus, it is a low gas mine. The coal seam has no spontaneous combustion tendency, but the coal dust has explosion hazard.
Based on the geological conditions of the mine, I bring forward four available project in technology. The first is vertical shaft development with two mining levels, the deep extension of blind slope, and an auxiliary level is set on the east wing; the second is vertical shaft development with two mining levels, the deep extension of blind shaft, and an auxiliary level is set on the east wing; the third is vertical shaft development with three mining levels, the deep extension of blind slope, and an auxiliary level is set on the east wing, and the last is vertical shaft development with three mining levels, the deep extension of blind slope and blind shaft, and an auxiliary level is set on the east wing. The first project is the best comparing with other three projects in technology and economy. The first mining level is -200m, the second mining level is -500m, and the auxiliary level on the east wing is -390m. The mine field is divided into nine strip districts and one mining district. Taking into account the long distance in the east and west direction, The type of mine ventilation is the centralized juxtapose ventilation at the beginning period. At the later period, The type of mine ventilation is the centralized juxtapose ventilation two wings diagonal ventilation.
Designed first mining district makes use of the method of the mining district preparation. The design length of working face is 210 m, which uses fully mechanized mining with top coal caving technology. The working days in one year are 330. Everyday it takes 16 hours in lifting the coal. The operation mode in the mine is “three-eight” with two teams mining and the other overhauling. Every mining team makes three working cycle, and the overhauling team makes one working cycle. So everyday there are 7 working cycles. The advance of a working cycle is 0.8 m, and the quantity of 7562.38 ton coal is maked everyday.
Main roadway makes use of belt conveyor to transport coal resource, and mine car to be assistant transport. The main shaft uses two double 12 t skips to lift coal and the auxiliary shaft uses a twins wide 1.5 t four-car double-deck cage to lift material and personnel transportation.
The monographic study entitled “Analysis on “Three-soft” unstable coal seam roadway support technology of Zhengzhou mining area”. The study mainly analyse the instability failure reasons of “Three-soft” unstable coal seam roadway in Zhengzhou mining area. And the corresponding control measures and control mechanism on surrounding rock are raised in this study.
The translated academic paper is about Numerical simulation of the factors in?uencing dust in drilling tunnels. Its title is “Numerical simulation of the factors in?uencing dust in drilling tunnels: Its application”.
Keywords: shaft; two mining levels; strip district; fully mechanized mining with top coal caving; centralized juxtapose ventilation
 
目    录
一般部分
1 矿区概述及井田地质特征 1
1.1矿区概述 1
1.1.1地理位置 1
1.1.2地形、地貌 1
1.1.3气象、地震 2
1.1.4水文情况 2
1.1.5矿区经济概况 2
1.1.6水源及电源 2
1.2井田地质特征 3
1.2.1井田煤系地层 3
1.2.2井田地质构造 5
1.2.3井田水文地质特征 6
1.3煤层特征 8
1.3.1可采煤层赋存特征 8
1.3.2煤质 10
1.3.3煤层开采技术条件 12
2 井田境界和储量 13
2.1井田境界 13
2.1.1井田范围 13
2.1.2开采界限 13
2.1.3井田尺寸 13
2.2矿井工业储量 13
2.2.1储量计算基础 13
2.2.2井田地质勘探 14
2.2.3矿井工业储量计算 14
2.3矿井可采储量 15
2.3.1安全煤柱留设原则 15
2.3.2矿井保护煤柱损失量 16
2.3.3矿井设计可采储量 17
3 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限 19
3.1矿井工作制度 19
3.2矿井设计生产能力及服务年限 19
3.2.1矿井设计生产能力 19
3.2.2确定依据 19
3.2.3服务年限 20
3.2.4井型校核 20
4 井田开拓 22
4.1井田开拓基本问题 22
4.1.1确定井筒(硐)形式、数目、位置及坐标 22
4.1.2工业场地的位置 24
4.1.3开采水平的确定及带区、采区的划分 24
4.1.4主要开拓巷道 24
4.1.5开拓方案比较 24
4.2矿井基本巷道 32
4.2.1井筒 32
4.2.2井底车场及硐室 32
4.2.3主要开拓巷道 39
5 准备方式—带区巷道布置 43
5.1煤层地质特征 43
5.1.1带区位置 43
5.1.2带区煤层特征 43
5.1.3煤层顶底板岩石构造情况 43
5.1.4水文地质 43
5.1.5地质构造 43
5.2带区巷道布置及生产系统 43
5.2.1带区准备方式的确定 43
5.2.2带区位置及范围 44
5.2.3带区巷道布置 44
5.2.4带区生产系统 44
5.2.5带区内巷道掘进 45
5.2.6带区生产能力及采出率 46
5.3带区车场选型计算 47
5.3.1带区车场的形式 47
5.3.2带区车场的调车方式 48
5.3.3带区主要硐室布置 48
6 采煤方法 49
6.1采煤工艺方式 49
6.1.1带区煤层特征及地质条件 49
6.1.2确定采煤工艺方式 49
6.1.3回采工作面参数 50
6.1.4回采工艺及工作面设备选型 50
6.1.5采煤工作面支护方式 54
6.1.6端头支护及超前支护方式 56
6.1.7各工艺过程注意事项 57
6.1.8回采工作面正规循环作业 58
6.2回采巷道布置 60
6.2.1回采巷道布置方式 60
6.2.2回采巷道参数 60
7 井下运输 62
7.1概述 62
7.1.1井下运输设计的原始条件与数据 62
7.1.2运输距离和货载量 62
7.1.3井下运输系统 62
7.2带区运输设备选型 63
7.2.1设备选型原则 63
7.2.2带区运输设备的选型及能力验算 63
7.3大巷运输设备选型 66
7.3.1运煤设备 66
7.3.2辅助运输设备选择 66
8 矿井提升 68
8.1矿井提升概述 68
8.2主副井提升 68
8.2.1主井提升 68
8.2.2副井提升 70
9 矿井通风及安全 72
9.1矿井通风系统选择 72
9.1.1矿井概述 72
9.1.2矿井通风系统的确定 72
9.1.3带区通风系统的确定 74
9.1.4矿井通风容易与困难时期的确定 75
9.2带区及全矿所需风量 76
9.2.1采煤工作面实际需风量 76
9.2.2掘进工作面实际需风量 79
9.2.3硐室需风量 80
9.2.4其它巷道需风量 81
9.2.5矿井所需总风量 81
9.2.6风量分配及风速验算 81
9.3全矿通风阻力的计算 82
9.3.1矿井通风总阻力计算原则 82
9.3.2矿井最大阻力路线 82
9.3.3矿井通风阻力计算 82
9.3.4矿井通风总阻力 84
9.4矿井通风设备选型 84
9.4.1主要通风机选型 84
9.4.2电动机选型 86
9.4.3主要通风机附属装置 87
9.5防治特殊灾害的安全措施 87
9.5.1预防瓦斯灾害的措施 87
9.5.2预防煤尘灾害的措施 88
9.5.3预防井下火灾的措施 89
9.5.4预防井下水灾的措施 89
10 设计矿井基本技术经济指标 90
参考文献 92
专题部分
郑州矿区“三软”不稳定煤层巷道支护技术分析 93
1 绪论 93
1.1研究意义 93
1.2国内外研究概况 93
1.2.1软岩巷道工程支护理论的研究现状 94
1.2.2软岩巷道支护技术研究现状 95
1.3问题的提出 97
2 “三软”煤层巷道的工程特征及变形失稳的研究 98
2.1“三软”煤层巷道的工程特征 98
2.1.1“三软”煤层的定义 98
2.1.2“三软”煤层巷道的基本力学属性及工程力学特性 98
2.2“三软”煤层巷道变形失稳的研究 99
2.2.1“三软”煤层巷道变形破坏的特点及形式 99
2.2.2“三软”煤层巷道变形失稳力学机理 100
2.2.3“三软”煤层巷道稳定性的主要影响因素 101
2.3“三软”煤层巷道支护的基本原则与主要维护方法 102
2.3.1“三软”煤层巷道的支护原则 102
2.3.2“三软”煤层巷道的主要维护方法 102
3 郑州矿区“三软”煤层巷道支护技术分析 102
3.1U型钢支架结构稳定性 103
3.1.1U型钢支架工作原理 103
3.1.2U型钢支架结构失稳原因分析 103
3.2U型钢支架结构稳定性控制技术 104
3.2.1支护结构补偿原理 104
3.2.2支护结构补偿体力学特性 104
3.2.3支护结构补偿的基本原则 105
3.3郑州矿区“三软”煤层巷道高强稳定型支护技术方案 105
3.3.1告成煤矿巷道失稳破坏特征分析 105
3.3.2巷道失稳破坏原因分析 105
3.3.3高强稳定型支护技术方案 106
4 结论 108
参考文献 108
翻译部分
英文原文 110
中文译文 119
致谢 127

部分图纸
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