R681采矿工程毕业设计（论文）-范矿1.50Mta新井设计 下载积分：50　资料编号： R681

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摘    要

本设计包括两个部分：一般部分和专题部分。

一般部分为范矿1.50Mt/a新井设计。此部分共包括10章：矿井概况及井田地质特征、井田境界和储量、矿井工作制度和设计生产能力、井田开拓、矿井基本巷道、采煤方法和带区巷道布置、井下运输、矿井提升、矿井通风及安全和矿井主要经济技术指标。

范矿矿井田位于开平煤田，井田走向长约12.58km，倾斜长3.92km，面积约31.78km2。本设计开采一层煤，煤厚平均为4.5m，煤层倾角不大，平均为7°。可采储量约11931万t。煤层瓦斯含量较低，属低瓦斯矿井。

范矿设计年生产能力为1.50Mt/a,服务期限为61.18a。矿井为立井开拓，准备方式采用带区式准备方式。

井田开采采用一次采全高工艺，煤层采用综合机械化开采，工作面长度为210m，采用胶带输送机运煤，无轨胶轮车辅助运输，矿井采用通风方式为中央并列式。

专题部分是一篇论文，通过对现有的锚杆索支护理论进行研究，在现场工程需要的基础上，结合原有的锚杆索支护理论而提出了特大断面巷道锚杆索环形一体化支护技术。

关键词：带区；一次采全高；中央并列式通风；大断面巷道

目    录

1  矿区概述及井田地质特征 1

1.1  矿区概述 1

1.1.1  井田位置、范围和交通 1

1.1.2  气象及地震 1

1.1.3  地形地貌及地表水系 2

1.1.4  矿区经济概况 2

1.1.5  矿区水源和电源 2

1.2  井田地质特征 3

1.2.1  地层及含煤地层 3

1.2.2  地质构造 5

1.2.3  井田水文地质特征 7

1.3  煤层特征 10

1.3.1  主要可采煤层 10

1.3.2  主采煤层埋藏条件 10

1.3.3  煤质 13

1.3.4  瓦斯、煤尘及煤的自燃性 13

1.3.5  其他参数 14

2  井田境界和储量 15

2.1  井田境界 15

2.2  井田的工业储量 15

2.2.1  井田的工业储量 15

2.3  保护煤柱损失量与可采储量计算 16

2.3.1  保护煤柱损失量 16

2.3.2  矿井设计可采储量 17

3  矿井工作制度及设计生产能力 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  矿井服务年限 19

4  井田的开拓 21

4.1  井田开拓的内容 21

4.1.1  确定井筒的形式、数目、位置及坐标 21

4.1.2  开采水平的划分 22

4.1.3  大巷布置 22

4.2  方案提出 22

4.2.1  技术比较 24

4.2.3  经济比较 24

5  矿井基本巷道 27

5.1  井筒 27

5.1.1  主立井 27

5.1.2  副立井 28

5.1.3  回风井 28

5.2  井底车场 30

5.2.1  井底车场的形式和布置方式 30

5.2.2  车产副井空、重车线的验算 31

5.2.3  井底车场硐室布置 32

5.3  主要开拓大巷 34

5.2.1  运输大巷 34

5.2.2  辅助运输大巷 35

5.2.3  回风大巷 36

6  采煤方法和带区巷道布置 38

6.1  煤层地质特征 38

6.1.1  煤层特征 38

6.1.2  瓦斯与煤尘 38

6.1.3  煤层顶底板条件 38

6.2  采煤方法和回采工艺 38

6.2.1  采煤方法 38

6.2.2  回采工作面参数 39

6.2.3  工作面设备选型 40

6.2.4  工作面回采工艺 45

6.2.5  各工序过程注意事项 47

6.2.6  采煤工作面正循环作业 49

6.2.7  工作面吨煤成本计算 51

6.3  带区巷道布置及产生系统 52

6.3.1  带区巷道布置 52

6.3.2  带区生产系统 56

6.3.3  带区生产能力和回采率 57

6.4  带区车场选型设计 58

6.4.1  带区下部车场 59

6.4.2带区主要硐室布置 59

7  井下运输 60

7.1  概述 60

7.1.1  矿井生产能力和工作制度 60

7.1.2  煤层 60

7.1.3  运输距离和货载量 60

7.1.4  矿井运输方式 60

7.2  带区运输设备选型 61

7.2.1  设备选型原则 61

7.2.2  带区运输设备选型及能力验算 61

7.3  主要运输大巷设备选择 65

7.3.1  主运输大巷设备选型 65

7.3.2  辅助运输大巷设备选型 65

8  矿井提升 69

8.1  概述 69

8.2  主井提升 69

8.2.1  选型依据 69

8.2.2  提升容器的选型 69

8.2.3  提升钢丝绳的选型 71

8.2.4  提升机的选型 73

8.2.5  提升机与井筒相对位置 74

8.2.6  提升电动机选型 75

8.3  副井提升 75

8.3.1  原始数据 75

8.3.2  副井提升设备选型 75

9  矿井通风及安全 77

9.1  矿井通风系统选择 77

9.1.1  矿井概况 77

9.1.2  矿井通风系统选择基本要求 77

9.1.3  矿井通风方式选择 78

9.1.4  矿井主要通风机工作方式选择 79

9.2  带区及全矿所需风量 79

9.2.1  工作面所需风量的计算 80

9.2.2  备用工作面所需风量计算 81

9.2.3  掘进工作面所需风量的计算 81

9.2.4  硐室所需风量 82

9.2.5  其它巷道所需风量 82

9.2.6  矿井总风量 83

9.2.7  风量分配及风速验算 83

9.3  全矿通风阻力的计算 84

9.3.1  矿井通风阻力 84

9.3.2  自然风压计算 86

9.3.3  矿井总风阻、等级孔计算 87

9.4  选择矿井通风设备 87

9.4.1  主要通风机选型 87

9.4.2  电动机的选型 88

9.4.3  对矿井通风设备要求 90

9.5.1  瓦斯的防治 90

9.5.2  煤尘的防治 91

9.5.3  火灾的防治 91

9.5.4  水灾的防治 91

10  基本技术经济指标 93

参考文献 95

专题设计部分 96

摘要 97

1  工程地质概况 100

2  导致煤泥岩硐室群区特大断面巷道围岩变形破坏的原因 102

3  锚杆索支护技术的原理 104

3.1  锚索支护的作用 104

3.2  锚杆索对围岩的影响 105

3.3  锚杆索环形一体化支护技术 106

4  锚杆索环形一体化典型支护参数的数值模拟及参数确定 108

5  特大断面巷道锚杆索环形一体化支护实践及现场观测 110

5.1  巷道锚杆索支护施工工艺 110

5.2  锚杆施工后的矿压监测 111

6 结论 112

参考文献 113

致谢 114

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