R892采矿工程毕业设计（论文）-兰花科创玉溪煤矿3.0Mta新井设计 下载积分：300　资料编号： R892

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摘  要

本设计包括三个部分：一般设计部分、专题设计部分和翻译部分。

一般部分为兰花科创玉溪煤矿3.0 Mt/a的新井设计。玉溪煤矿位于山西省晋城市境内，井田行政隶属于沁水县胡底乡。向西与大运公路相通；向东与207国道交会；交通尚称方便。井田走向长平均约5.2km，倾向长为5.0～6.4km，井田水平面积为29.79km2。井田内主采煤层为三号煤层，三号煤层厚度约为7.51米，属于厚煤层，煤层倾角平均3°，属于近水平煤层。井田工业储量为331.09Mt，可采储量238.86Mt，矿井服务年限为62a。井田地质条件简单。矿井正常涌水量为130m3/h，最大涌水量为200m3/h；煤的容重为1.46t/m3；矿井相对瓦斯涌出量为12.48m3/t，属高瓦斯矿井；煤层没有自燃发火倾向，煤尘不具有爆炸危险性。

矿井按年工作日330天，每天净提升时间为16h进行设计。工作制为“四六”工作制，三班采煤，一班检修。

矿井提出四个开拓方案进行比较，最终确定开拓方案为单水平双立井开拓，开采水平位于+330m。设计布置三条大巷，一条主要运输大巷，一条辅助运输大巷另加一条专业回风大巷。三条大巷均为岩巷，其中主要运输大巷与辅助运输大巷处于同一水平，位于煤层底板，回风大巷位于煤层顶板。井下主要运输方式全部采用胶带运输机运输，实现煤炭的连续化运输；辅助运输方式采用无轨胶轮车。

全矿共划分为两个带区。一带区可采储量为115.1Mt，服务年限29.9年。首采工作面位于一带区北部靠近井底车场处。工作面采用双巷掘进，U型通风。采煤方法采用综合放顶煤的方式，采3m，放4.5m。采煤机截深0.6m，每班进三刀，每天进九刀，日循环进尺5.4m。日产煤量9787t，预计年产量3.2Mt/a满足设计需求。

矿井通风方式采用中央并列式通风，通风容易时期与通风困难时期需风量130m3/s。通风容易时期的通风总阻力为1381.01，通风总风阻为0.0817N•s2/m8等积孔为4.16m2；通风困难时期的通风总阻力为2179.34，通风总阻力为0.1289N•s2/m8等积孔为3.32m2。属通风容易矿井。

专题部分题目是煤巷锚杆支护技术研究与应用。通过煤巷的特点与锚杆支护的特点综合考虑煤巷锚杆支护技术的研究与应用。

    翻译部分是一篇关于无人工作面综合机械化刨煤机机组的研究和应用的论文，英文原文题目为：Research and practice of unmanned mining face with full mechanized plow。

关键词：立井；高瓦斯；厚煤层；双巷掘进；中央并列式 

一般部分

第一章  矿区概述及井田地质特征 1

1.1矿区概述 1

1.1.1 交通位置 1

1.1.2 地形地貌 1

1.1.3 河流与水系 1

1.1.4 气象及地震 2

1.1.5水文地质 2

1.2　井田地质特征 2

1.2.1 地质构造 2

1.2.2水文地质特征 6

1.3煤层特征 11

1.3.1 煤层 11

1.3.2 煤质 12

第二章  井田境界和储量 15

2.1.井田境界 15

2.1.1 井田划分的依据 15

2.1.2  井田范围 15

2.1.3  井田尺寸 15

2.2矿井工业储量 16

2.3矿井可采储量 17

2.3.1安全煤柱留设原则 17

2.3.2煤柱损失计算 17

2.3.3矿井可采储量 19

第三章  矿井工作制度、设计生产能力及服务年限 20

3.1矿井工作制度 20

3.2矿井设计生产能力及服务年限 20

3.2.1 矿井设计生产能力确定的依据 20

3.2.2 核算矿井服务年限 20

第四章  井田开拓 22

4.1井田开拓的基本问题 22

4.1.1矿井开采水平 22

4.1.2 影响本井田开拓的主要因素 22

4.1.3工业广场位置 23

4.1.4提出方案 23

4.1.5 方案比较 26

4.2矿井基本巷道 32

4.2.1井筒 32

4.2.2开拓巷道 37

4.2.3井底车场 39

第五章  准备方式——带区巷道布置 41

5.1煤层的地质特征 41

5.2带区巷道布置及生产系统 41

5.2.1带区数目及位置 41

5.2.2带区巷道布置 41

5.2.3带区的生产系统 42

5.2.4带区内巷道掘进方法 43

5.2.5带区生产能力及采出率 43

5.2.6带区车场的选型设计 44

第六章 采煤方法 45

6.1采煤工艺 45

6.1.1采煤方法的选择 45

6.1.2回采工作面长度的确定 46

6.1.3工作面推进方向和推进度 46

6.1.4综放工作面设备选型及配套 46

6.1.5采煤机的工作方式 52

6.1.6工艺安全及安全注意事项 53

6.1.7放顶步距、放煤方式和采放比 55

6.1.8循环图表、劳动组织 55

6.1.9综合机械化采煤过程中应注意事项 57

6.2回采巷道布置 58

6.2.1回采巷道布置方式 58

6.2.2 回采巷道参数 58

第七章 井下运输 59

7.1概述 59

7.1.1矿井设计生产能力及工作制度 59

7.1.2煤层及煤质 59

7.1.3运输距离和辅助运输设计 59

7.1.4矿井运输系统 59

7.2带区运输设备的选择 60

7.2.1设备选型原则 60

7.2.2运输设备选型及能力验算 60

7.3大巷的运输设备的选择 61

7.3.1主要运输大巷的运输方式 61

7.3.2辅助运输大巷设备选择 61

第八章 矿井提升 62

8.1矿井提升概述 62

8.2主井提升设备选型 62

8.3副井提升设备选型 64

第九章 矿井通风及安全技术 66

9.1概况 66

9.1.1瓦斯 66

9.1.2煤尘 66

9.1.3煤的自燃 66

9.1.4地温 66

9.2矿井通风 66

9.2.1通风方式及通风系统 66

9.2.2风井数目及位置 66

9.2.3掘进通风及硐室通风 67

9.2.4矿井风量计算 67

9.2.5风量分配及风速验算 70

9.3矿井风阻计算 71

9.3.1计算原则 71

9.3.2矿井最大阻力路线 72

9.3.3各段通风阻力及总阻力 75

9.3.4全矿总风阻和等积孔 79

9.4选择矿井通风设备 79

9.4.1选择主要通风机 79

9.4.2电机的选择 82

9.5安全灾害的预防措施 83

9.5.1预防瓦斯和煤尘爆炸的措施 83

9.5.2预防井下火灾的措施 84

9.5.3防水措施 84

第十章 设计矿井基本技术经济指标 85

参考文献 87

专题部分

煤巷锚杆支护技术研究与应用 89

1 引言 89

1.1锚杆支护技术的发展 89

1.2我国煤巷锚杆支护技术的发展现状 89

2 锚杆支护理论 90

2.1悬吊理论 90

2.2组合梁理论 90

2.3组合拱理论 90

2.4最大水平应力理论 90

2.5锚杆支护围岩强度强化理论 91

3 锚杆类型及支护结构 91

3.1锚杆的分类 91

3.2锚杆的支护结构 92

4 巷道锚杆支护设计方法 94

4.1工程类比法 94

4.2理论计算法 95

5 二次组合技术在关键部位支护 95

5.1 基本原理 95

5.2 变形的特征 95

5.3 巷道变形的力学状态 96

5.4 选择二次组合支护最佳时段 96

6 煤巷锚杆支护的基本原则 97

6.1 初次及时支护 97

6.2 适时二次支护 97

7 支护应注重的问题 97

翻译部分

英文原文 99

中文译文 105

致谢 109

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