作品包括:
Word版说明书1份,160页,约76000字
CAD版本图纸,共5张
摘 要
本设计包括三个部分:一般部分、专题部分和翻译部分。
一般部分为沁新煤矿1.5Mt/a新井设计。沁新煤矿位于山西省沁源县西部,区内交通十分便利。井田东西走向长3.5km,南北倾向宽5.4km,井田面积约18km2。井田内可采煤层共有5层,主采煤层为2煤。井田内2煤倾角在3~12°之间,平均厚度3.04m。矿井工业储量为214.93Mt,可采储量为168.50Mt,设计服务年限86.41a。矿井正常涌水量为900m3/d,最大涌水量为1600m3/d。矿井相对瓦斯涌出量为1.732m3/t,绝对瓦斯涌出量为17.09m3/min,属低瓦斯矿井。煤层无自然发火倾向,煤尘无爆炸危险性。
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:立井单水平开拓(岩层大巷);方案二:立井单水平开拓(煤层大巷);方案三:斜井单水平开拓(岩层大巷);方案四:斜井单水平开拓(煤层大巷)。通过粗略和详细技术经济比较,最终确定方案四为最优方案。水平标高+950m整个井田划分为3个带区。矿井生产采用中央并列式通风方式。
矿井采用带区式准备方式,工作面设计长度220m,采用综合机械化一次采全高采煤工艺。矿井年工作日为330d,昼夜净提升时间为16h。矿井采用“四六”制工作制度,三班生产,一班检修。生产班每班完成3个采煤循环。循环进尺为0.6m,日产量为4824.51t。
矿井煤炭采用胶带输送机运输,辅助运输采用单轨吊。主斜井采用1400mm胶带输送机,副斜井采用3.5m双滚筒绞车和一套慢速绞车运送物料和升降人员。
专题部分题目为:锚网支护巷道顶板事故类型分析。主要分析了锚网支护的理论以及巷道顶板事故的原因,并对巷道顶板事故进行了分类,提出了相应的控制技术措施。
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 influencing dust in drilling tunnels: Its application。
关键词:斜井;单水平;带区;综合机械化放顶煤;中央并列式通风
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 矿区地理位置 1
1.1.2 矿区气候条件 1
1.1.3 矿区的水文情况 1
1.2 井田地质特征 3
1.2.1 煤系地层 3
1.3 煤层特征 7
1.3.1 可采煤层 7
1.3.2 煤的特征 8
1.3.3 瓦斯,煤尘及自燃 11
2 井田境界与储量 12
2.1井田境界 12
2.2 矿井储量计算 12
2.2.1构造类型 12
2.2.2 矿井工业储量 12
2.2.3工业储量计算 12
2.2.4矿井可采储量 14
2.2.5工业广场煤柱 15
3 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限 17
3.1 矿井工作制度 17
3.2矿井设计生产能力及服务年限 17
3.2.1确定依据 17
3.2.3矿井服务年限 17
4 井田开拓 19
4.1井田开拓的基本问题 19
4.1.1 井筒形式的确定 19
4.1.2 井筒位置的确定采(带)区划分 21
4.1.3 工业场地的位置 21
4.1.4开采水平的确定及带(采)区划分 22
4.1.5 矿井开拓方案比较 22
4.2矿井基本巷道 26
4.2.1井筒 26
4.2.2开拓巷道 27
4.2.3井底车场及硐室 27
5 准备方式——带区巷道布置 36
5.1煤层地质特征 36
5.1.1带区位置 36
5.1.2带区煤层特征 36
5.1.3煤层顶底板岩石构造情况 36
5.1.4水文地质 36
5.2带区巷道布置及生产系统 36
5.2.1带区准备方式的确定 36
5.2.2带区巷道布置 37
5.2.3带区生产系统 38
5.2.4带区内巷道掘进方法 39
5.2.5带区生产能力及采出率 40
5.3带区车场选型设计 41
6 采煤方法 42
6.1采煤工艺方式 42
6.1.1带区煤层特征及地质条件 42
6.1.2 回采工作面长度的确定 42
6.1.3 工作面的推进方向和推进度 43
6.1.4 综采工作面的设备选型及配套 43
6.1.5 各工艺过程注意事项 51
6.1.6 工作面端头支护和超前支护 52
6.1.7循环图表、劳动组织、主要技术经济指标 53
6.1.8 综合机械化采煤过程中应注意事项 58
6.2回采巷道布置 59
6.2.1回采巷道布置方式 59
6.2.2回采巷道参数 59
7 井下运输 61
7.1概述 61
7.2带区运输设备选择 62
7.2.2带区运输设备选型及能力验算 62
7.3大巷运输设备选择 63
7.3.1主运输大巷设备选择 63
7.3.2辅助运输大巷设备选择 63
8 矿井提升 65
8.1矿井提升概述 65
8.2主副井提升 65
8.2.1主井提升 65
8.2.2副井提升设备选型 66
8.2.3井上下人员运送 68
9 矿井通风及安全 69
9.1矿井地质、开拓、开采概况 69
9.1.1矿井地质概况 69
9.1.2开拓方式 69
9.1.3开采方法 69
9.1.4变电所、充电硐室、火药库` 69
9.1.5工作制、人数 69
9.2矿井通风系统的确定 69
9.2.1矿井通风系统的基本要求 69
9.2.2矿井通风方式的选择 70
9.2.3矿井通风方法的选择 71
9.2.4带区通风系统的要求 72
9.2.5带区通风方式的确定 72
9.3矿井风量计算 73
9.3.1通风容易时期和通风困难时期采煤方案的确定 73
9.3.2各用风地点的用风量和矿井总用风量 74
9.3.3风量分配 77
9.4矿井阻力计算 78
9.4.1计算原则 78
9.4.2矿井最大阻力路线 78
9.4.3计算矿井摩擦阻力和总阻力: 79
9.5选择矿井通风设备 83
9.5.1选择主要通风机 83
9.5.2电动机选型 86
9.6安全灾害的预防措施 87
9.6.1预防瓦斯和煤尘爆炸的措施 87
9.6.2预防井下火灾的措施 87
9.6.3防水措施 87
10 设计矿井基本技术经济指标 89
锚网支护巷道顶板事故类型分析 91
0 引言 91
1国内外锚杆支护的发展现状 93
1.1锚网支护技术现状 93
1.1.1 国外现状 93
1.1.2 国内发展现状 95
1.1.3 技术特点 96
2 锚杆支护原理 98
2.1锚杆在岩体中的作用机理 98
2.1.1硬岩 98
2.1.2 软岩 98
2.1.3 土砂围岩 98
2.2 锚杆在局部围岩中的作用机理 98
2.2.1 悬吊岩块 98
2.2.2 产生内压和拱效果 98
2.2.3 组合梁作用 99
2.2.4 减小跨度作用 99
2.2.5 围岩补强加固作用 99
2.3 锚网支护参数的确定 99
3 锚网支护设计方法 100
3.1 现有锚网支护设计方法的评价 100
3.2 全线信息跟踪设计方法 100
3.3 锚网支护的施工与检验 100
3.3.1 锚网的安装 100
3.2.2 锚网的检验 101
3.3.3 锚网支护观测和维护 101
4 顶板事故 103
4.1 顶板事故现状 103
4.2 巷道冒顶原因分析 104
4.2.1 自然因素 104
4.2.2 开采技术因素 106
4.3 防范措施 106
5 巷道变形与破坏的基本形式 108
5.1 巷道顶板冒落 108
5.2 巷道顶板事故的分类 108
5.2.1 第一类镶嵌型周岩坠矸事故 108
5.2.2 第二类离层型周岩片帮冒顶事故 109
5.2.3 第三类松散破碎围岩塌漏抽冒事故 109
5.2.4 第四类块状围岩断裂冒顶事故 109
5.2.5 第五类软岩膨胀变形毁巷事故 110
5.3 巷道顶板事故的防治措施 110
结论 113
英文原文 115
3D Behaviour of bolted rock joints:experimental and numerical study 115
锚固岩石节理三维特性的实验和数值研究 134
致 谢 152
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