采矿工程毕业设计(论文)沁新煤矿1.2Mta新井设计【全套图纸】.doc

上传人:文库蛋蛋多 文档编号:4069423 上传时间:2023-04-03 格式:DOC 页数:21 大小:424KB
返回 下载 相关 举报
采矿工程毕业设计(论文)沁新煤矿1.2Mta新井设计【全套图纸】.doc_第1页
第1页 / 共21页
采矿工程毕业设计(论文)沁新煤矿1.2Mta新井设计【全套图纸】.doc_第2页
第2页 / 共21页
采矿工程毕业设计(论文)沁新煤矿1.2Mta新井设计【全套图纸】.doc_第3页
第3页 / 共21页
采矿工程毕业设计(论文)沁新煤矿1.2Mta新井设计【全套图纸】.doc_第4页
第4页 / 共21页
采矿工程毕业设计(论文)沁新煤矿1.2Mta新井设计【全套图纸】.doc_第5页
第5页 / 共21页
点击查看更多>>
资源描述

《采矿工程毕业设计(论文)沁新煤矿1.2Mta新井设计【全套图纸】.doc》由会员分享,可在线阅读,更多相关《采矿工程毕业设计(论文)沁新煤矿1.2Mta新井设计【全套图纸】.doc(21页珍藏版)》请在三一办公上搜索。

1、编号:( )字 号本科生毕业设计(论文)全套图纸,完整版加153893706题目: 沁新煤矿1.2Mt/a新井设计 巷道快速掘进与支护技术 姓名: 学号: 01080036 班级: 采矿工程2008-2班 二一一年六月中 国 矿 业 大 学本科生毕业设计姓 名: 学 号: 01080036 学 院: 矿 业 工 程 学 院 专 业: 采 矿 工 程 设计题目: 沁新煤矿1.2Mt/a新井设计 专 题: 巷道快速掘进与支护技术 指导教师: 职 称: 讲师 二一一年六月 徐州中国矿业大学毕业论文任务书学院 矿业工程 专业年级 采矿工程2008级 学生姓名 任务下达日期: 2012年 1月 14日毕

2、业设计日期: 2012 年 3月14 日至 2012 年 6 月 10 日毕业论文题目:沁新煤矿1.2Mt/a新井设计毕业论文专题题目:巷道快速掘进与支护技术毕业论文主要内容和要求:经过一个学期的毕业设计,认真完成了所有的毕业设计内容,主要包括三个部分:一般部分、专题部分和翻译部分。一般部分题目为沁新煤矿1.2 Mt/a新井设计,并完成了矿井开拓平剖面图、带区巷道布置平剖面图、工作面层面图。结合煤矿生产前沿及矿井设计情况,撰写一篇题目是跨采巷道围岩变形规律与支护技术的专题论文,主要分析了跨采巷道围岩变形的影响因素和变形规律,并从引起跨采巷道变形的因素的角度,分析了近年来的跨采巷道的支护理论及技

3、术,从工程实例分析了注浆加固对跨采巷道支护效果。翻译部分主要内容是关于煤层气与开采近距离保护层过程中采场周围岩石裂隙的发展过程的关系,英文题目为“Relationships between gas reservoir and the evolution of stope Surrounding rock fracture at the process of mining the Closed distance protection layer”。 院长签字: 指导教师签字:中国矿业大学毕业论文指导教师评阅书指导教师评语(基础理论及基本技能的掌握;独立解决实际问题的能力;研究内容的理论依据和技术

4、方法;取得的主要成果及创新点;工作态度及工作量;总体评价及建议成绩;存在问题;是否同意答辩等):成 绩: 指导教师签字: 年 月 日中国矿业大学毕业论文评阅教师评阅书评阅教师评语(选题的意义;基础理论及基本技能的掌握;综合运用所学知识解决实际问题的能力;工作量的大小;取得的主要成果及创新点;写作的规范程度;总体评价及建议成绩;存在问题;是否同意答辩等):成 绩: 评阅教师签字: 年 月 日中国矿业大学毕业论文答辩及综合成绩答 辩 情 况提 出 问 题回 答 问 题正确基本正确有一般性错误有原则性错误没有回答答辩委员会评语及建议成绩:答辩委员会主任签字: 年 月 日学院领导小组综合评定成绩:学院

5、领导小组负责人: 年 月 日摘 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1.2Mt/a新井设计。沁新煤矿位于山西省屯留、襄垣县境内,交通便利。井田总面积为16.00 km2。主采煤层为2煤,煤层倾角为28,平均总厚度为3.00m,井田地质条件较为简单。井田工业储量为162.81 Mt,可采储量为123.75Mt。矿井设计生产能力为1.2Mt/a。矿井服务年限为73.7a,涌水量不大,矿井正常涌水量为270 m3/h,最大涌水量为480 m3/h。矿井瓦斯相对涌出量为1.732 m3/t,绝对涌出量为7.866 m3/min,为低瓦斯矿井。井田开拓方式为立井单水平开

6、拓。采用胶带输送机运煤,采用矿车进行辅助运输。矿井通风方式为中央并列式通风。矿井年工作日为330d,工作制度为“三八”制。一般部分共包括10章:1、矿区概述与井田地质特征;2、井田境界和储量;3、矿井工作制度、设计生产能力及服务年限;4、井田开拓;5、准备方式带区巷道布置;6、采煤方法;7、井下运输;8、矿井提升;9、矿井通风与安全;10、设计矿井基本技术经济指标。专题部分题目是巷道快速掘进与支护技术,主要分析了巷道快速掘进与支护的影响因素和变形规律,并从引起巷道变形的因素的角度,分析了近年来的快速掘进巷道的支护理论及技术。翻译部分主要内容关于煤层气与开采近距离保护层过程中采场周围岩石裂隙的发

7、展过程的关系,英文题目为:Relationships between gas reservoir and the evolution of stope Surrounding rock fracture at the process of mining the Closed distance protection layer。关键词:立井;单水平;带区;中央并列式;一次采全高AbstractThis design includes three parts: general part, special part and the translation part. The general part

8、 is1.2Mt/a Nii Qin new coal mine design. Qin new colliery is located in Shanxi province Tunliu, Xiangyuan County, convenient transportation. Ida has a total area of 16km2. The main coal seam 2 coal, coal seam dip angle is 28, average thickness of 3.00m, Ida geological condition is relatively simple.

9、Coal mine industrial reserves162.81 Mt, recoverable reserves is 123.75Mt. Mine design and production capacity of 1.2Mt/a. The service life of the mine is 73.7a, water inflow is not normal, mine gushing water volume is 270 m3/h, maximum discharge capacity of 480 m3/h. Mine of relative gas emission is

10、 1.732 m3/t, absolute emission is 7.866 m3/min, for low gas mine.Ida explore the way for vertical single level development. Using belt conveyor coal, used car auxiliary transportation. Mine ventilation for the central abreast ventilation. Mine year work on330D, working system for three eight.The gen

11、eral part consists of 10 chapters:1, mining area geological features overview and Ida;2, Ida state and reserves;3, working system, design production capacity and service life;4, Ida forge;5, preparation ways - zone roadway layout, mining method;6;7,8, the mine underground transportation; lift;9, min

12、e ventilation and security;10, the basic design of mine technical economic index.Thematic part of the subject is of rapid excavation and supporting technology, mainly analyzed the roadway quick driving and supporting factors and deformation, and the deformation of roadway from the induced factors, a

13、nalysis in recent years of rapid excavation of roadway support theory and technology.Translation part of the main content of coal seam gas and mining in close distance protective layer of stope surrounding rock fissure development relations, English title: Relationships between gas reservoir and the

14、 evolution of stope Surrounding rock fracture at the process of mining the Closed distance protection layer。Key word: vertical shaft; single; band; the central parallel; full-seam mining目 录1 矿区概述及井田地质特征11.1 矿区概述11.1.1 矿区地理位置11.1.2 矿区气候条件31.1.3 矿区的水文情况31.1.4 地震烈度31.1.5 电源31.2 井田地质特征31.2.1 地层及地质构造31.2

15、.2含水层及其水文地质特征71.3煤层及煤质101.3.1煤层101.3.2煤质111.3.3瓦斯,煤尘,自燃及地温122 井田境界与储量132.1井田境界132.2矿井储量132.2.1构造类型132.2.2储量计算基础132.2.3安全煤柱留设原则132.2.4矿井地质储量计算142.2.5矿井工业储量计算152.2.6矿井可采储量163 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限193.1矿井工作制度193.2矿井设计生产能力及服务年限193.2.1确定依据193.2.2矿井设计生产能力193.2.3.井型校核194 井田开拓224.1井田开拓的基本问题224.1.1井筒形式的确定224.1.

16、2工业场地的位置244.1.3开采水平的确定244.1.4矿井开拓方案比较254.2矿井基本巷道294.2.1井筒294.2.2主要开拓巷道314.2.3井底车场及硐室345 准备方式带区巷道布置365.1煤层地质特征365.1.1带区位置365.1.2带区煤层特征365.1.3煤层顶底板岩石构造情况365.1.4水文地质365.1.5地质构造365.1.6地表情况365.2带区巷道布置及生产系统365.2.1带区准备方式的确定365.2.2带区巷道布置375.2.3带区生产系统375.2.4带区内巷道掘进方法385.2.5带区生产能力及采出率406 采煤方法426.1 采煤工艺方式426.1

17、.1 采煤方法的选择426.1.2 回采工作面长度的确定426.1.3 工作面的推进方向和推进度426.1.4 综采工作面的设备选型及配套426.1.5 各工艺过程注意事项506.1.6 工作面端头支护和超前支护516.1.7循环图表、劳动组织、主要技术经济指标526.1.8 综合机械化采煤过程中应注意事项546.2回采巷道布置546.2.1回采巷道布置方式546.2.2回采巷道参数547 井下运输567.1概述567.1.1矿井设计生产能力及工作制度567.1.2煤层及煤质567.1.3运输距离和辅助运输设计567.1.4矿井运输系统567.2带区运输设备选择577.2.1设备选型原则577

18、.2.2带区运输设备选型及能力验算577.3大巷运输设备选587.3.1主运输大巷设备选择597.3.2辅助运输大巷设备选择597.3.3运输设备能力验算618 矿井提升628.1矿井提升概述628.2主副井提升628.2.1主井提升628.2.2副井提升设备选型639 矿井通风及安全669.1矿井通风系统的选择669.1.1矿井地质概况669.1.2开拓方式669.1.3开采方法669.1.4变电所、充电硐室、火药库669.2矿井通风系统的确定679.2.1矿井通风系统的基本要求679.2.2矿井通风方式的选择679.2.3矿井通风方法的选择689.2.4带区通风系统的要求699.2.5带区

19、通风方式的确定699.3矿井风量计算699.3.1通风容易时期和通风困难时期采煤方案的确定709.3.2各用风地点的用风量和矿井总用风量709.3.3风量分配749.4矿井阻力计算759.4.1计算原则759.4.2矿井最大阻力路线759.4.3计算矿井摩擦阻力和总阻力:769.4.4两个时期的矿井总风阻和总等积孔799.5选择矿井通风设备809.5.1选择主要通风机809.5.2电动机选型839.6安全灾害的预防措施839.6.1预防瓦斯和煤尘爆炸的措施839.6.2预防井下火灾的措施849.6.3防水措施8410 设计矿井基本技术经济指标850 引言881巷道快速掘进的影响因素和方法881

20、.1巷道快速掘进的影响因素881.1 .1地质构造影响因素881.1.2 装置设备影响因素891.1.3 煤矿巷道掘进施工管理组织及施工工艺影响因素891.2巷道快速掘进的方法891.2.1加强地质预测预报工作 为巷道连续快速掘进打好基础891.2.2优化运输系统 加快排矸( 煤) 速度891.2.3采用中深孔爆破 多循环作业891.2.4合理安排各工序 尽可能地使之平行化作业901.2.5采用光爆锚喷支护技术901.2.6改进施工工艺901.2.7开展班组自主管理911.2.8提高工作热情 及时总结 奖励912 巷道快速掘进的支护技术912.1一般巷道快速掘进的支护技术912.1.1使用组合

21、锚杆支护912.1.2避开一次采动影响922.1.3预留变形量932.1.4加强二次采动影响区域巷道支护932.1.5其它932.2留小煤柱巷道快速掘进的支护技术932.2.1断面设计及支护方式932.2.2锚杆支护设计计算932.2.3锚钢带梁网锚索联合支护设计参数选择952.2.4支护施工工艺962.2.5 施工安全技术措施972.3孤岛工作面巷道快速掘进的支护技术982.3.1 孤岛工作面1116(1)概况982.3.2 沿空掘巷巷道布置982.3.3沿空巷道支护方案设计982.3.4沿空掘巷支护设计方案992.3.5施工方法及工艺1002.3.6现场观测1013 巷道快速掘巷相似模拟研

22、究1013.1 东庞矿 2610 上巷沿空掘巷工程的条件1013.1.1井下位置1013.1.2地面位置及巷道规格1013.1.3地质特征1023.1.4煤层顶底板岩性1023.1.5瓦斯与煤尘1023.2 相似材料实验条件1033.2.1 东庞矿岩石抗压强度1033.2.2 相似指标的选择1033.2.3 相似材料配比1043.2.4 模型制作1043.3 相似材料实验1053.3.1 模型铺设1053.3.2 模型试验1053.4 试验结果1084巷道快速掘巷面矿压显现特征分析1084.1 观测内容与测站布置1094.2 矿压观测结果1094.2.1 巷道围岩变形测量结果1094.2.2

23、顶板离层观测结果1104.3 矿压观测结果分析1104.3.1 巷道围岩变形分析1104.3.2 顶板离层分析1144.4 矿压观测结果分析1144.5 本章小结1145 结论115参考文献117英文原文119Relationships between gas reservoir and the evolution of stope Surrounding rock fracture at the process of mining the Closed distance protection layer119中文译文125致 谢130一般部分1 矿区概述及井田地质特征1.1 矿区概述1.1.

24、1 矿区地理位置沁新煤矿位于山西省沁源县西部西部李元乡境内,东距沁源县城17km。其地理坐标为东经11210101121225,北纬363235363445。山西沁新能源集团股份有限公司沁新煤矿经山西省工商行政管理局以 “(晋)名称变核内【2009】第001275号”核准通知书,核准变更企业名称为:山西沁新能源集团股份有限公司沁新煤矿。根据山西省国土资源厅2009年11月29日对该矿登记的采矿许可证所划定的开采范围,矿井井田由以下19个拐点坐标连线圈定:1、 X=4050635.09 Y=19608091.122、 X=4047444.29 Y=19608091.143、 X=4047445.

25、29 Y=19607880.144、 X=4045341.28 Y=19607890.155、 X=4045341.28 Y=19607381.156、 X=4045729.28 Y=19607381.157、 X=4045729.26 Y=19605077.628、 X=4045461.26 Y=19604951.159、 X=4045891.26 Y=19604077.1410、X=4045891.26 Y=19603816.1411、X=4046011.26 Y=19603816.1412、X=4046011.26 Y=19603961.1413、X=4046751.26 Y=19603

26、961.1314、X=4046751.27 Y=19604831.1415、X=4047911.27 Y=19604831.1316、X=4047911.27 Y=19604691.1317、X=4048541.27 Y=19604691.1318、X=4048541.26 Y=19603518.1219、X=4050334.74 Y=19603518.11该井田为不规则的多边形,井田面积为16.00km2,批准开采1号11号煤层。2009年山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室以晋煤重组办发200982号文“关于长治市沁源县煤矿企业兼并重组整合方案(部分)的批复”,批准山西沁新能源集团股

27、份有限公司沁新煤矿为单独保留矿井,整合后矿井生产能力提升至1.5Mt/a,井田面积18.9369km2,批准开采111号煤层。山西省工商行政管理局以 “(晋)名称变核内【2009】第001275号”核准通知书,核准变更企业名称为山西沁新能源集团股份有限公司沁新煤矿。2009年11月29日山西省国土资源厅为该矿新下发证号C1400002009111220045579采矿许可证,批准开采111号煤层,生产规模1.5Mt/a,井田面积18.9369km2,开采深度+1349.92m+899.92m。沁(源)洪(洞)公路从矿区北部通过,向东17km至沁源县城接汾(阳)屯(留)二级公路及沁(沁源)沁(沁

28、县)铁路,距太焦线沁县火车站76km, 距309国道张店镇54km,距南同蒲铁路介休市100km、平遥县城105km,交通极为便利。详见交通位置图1-1。图1-1 沁新矿交通位置示意图1.1.2 矿区气候条件本区属大陆性气候,四季分明,昼夜温差较大。据沁源县19881997年观测资料,年平均气温 8.6,最高气温可达35.6(1995年7月5日),最低气温-25.8(1990年2 月1 日)。年平均降水量 634.0mm,年平均蒸发量为1547.2mm,蒸发量大于降水量。结冰期为10月下旬至次年3月中旬,最大冻土深度为800mm(1993年)。夏、秋季多东南风,冬、春季多西北风,最大风速14m

29、/s。1.1.3 矿区的水文情况本井田位于太岳山东源,属中、低山区。本区基本为基岩裸露区,但地层多被植被覆盖。区内山高沟深,地形复杂,最高点在井田中部摇岭湾,高程1423.6m,最低点位于井田东北部河床,高程1152.0m,相对高差271.60m。井田内沟谷发育,并呈放射状展布。本区属沁河水系,井田内无大的河流通过,东北部沟谷水流入狼尾河,西南部沟谷水流入柏子河,均为季节性河流。井田内历年最高洪水位线1149.5m,井口均位于洪水位线以上。1.1.4 地震烈度根据山西省地震基本烈度区划图,本区地震烈度为7度。1.1.5 电源 本矿井供电电源丰富,距矿井4.5km有南山35kV变电站,在公司内部

30、还建有沁新公司35kV变电站和公司矸石发电厂,沁新公司35kV变电所主要服务于公司及沁新煤矿用电,矿井供电电源可靠。1.2 井田地质特征本矿区位于沁水煤田的西部边缘,霍山隆起的东侧。矿区内地层出露较好,区内出露的地层由西北向东南依次为下石盒子组上段,上石盒子组下段、中段,第四系更新统及全新统地层以角度不整合零星覆盖于区内各时代地层之上。1.2.1 地层及地质构造(一)地层本矿区位于沁水煤田的西部边缘,霍山隆起的东侧。矿区内地层出露较好,区内出露的地层由西北向东南依次为下石盒子组上段,上石盒子组下段、中段,第四系更新统及全新统地层以角度不整合零星覆盖于区内各时代地层之上。现结合矿区内及附近钻孔揭

31、露资料,对矿区内的地层自下而上分述如下:1、奥陶系(O)为煤系地层的沉积基底。岩性主要为深灰色石灰岩、角砾状泥灰岩及泥质白云岩,下部夹似层状石膏,上部方解石细脉发育,具铁质浸染现象。2、石炭系(C)(1)中统本溪组(C2b)与下伏峰峰组呈平行不整合接触。该组厚度12.23-25.70m,平均19.19m,岩性以灰、灰白色铝质泥岩、灰黑色泥岩、砂质泥岩为主夹石灰岩及薄煤层,底部多为以结核状黄铁矿为主的铁铝质岩。本组含植物化石鳞木、芦木及动物化石蜓科。(2)上统太原组(C3t)为主要含煤地层之一,与下伏本溪组呈整合接触。厚度101.79-119.10m,平均111.51m。由泥岩、粉砂岩、砂岩及石

32、灰岩和煤层组成。按岩性组合可将本组分为上、中、下三段,各段特征详见本节含煤地层部分。3、二叠系(P)(1)下统山西组(P1s)为主要含煤地层之一,与下伏太原组呈整合接触,厚度44.50-54.38m,平均50.99m。由砂岩、粉砂岩、泥岩及煤层组成。(2)下统下石盒子组(P1x)与下伏山西组整合接触,厚度114.43122.55m,平均117.10m,根据岩性组合特征,可分为上、下两段:下段(P1x1) 厚度38.90-72.71m,平均57.04m。岩性为深灰色、灰色泥岩、粉砂岩夹浅灰色细粒砂岩,下部夹极不稳定的薄煤层,底部K8为浅灰色中细粒砂岩,层面富含炭屑及白云母片,具交错层理,局部相变为粉砂岩。上段(P1x2)厚度42.79-75.53m,平均57.08m,以浅灰色、灰绿色、紫红色泥岩为主夹黄绿色中细粒砂岩,底部K9为灰绿色中细粒砂岩,顶部常为紫红、灰绿色含大量菱铁质鲕粒的铝质泥岩,俗称“桃花泥岩”,是确定上石盒子组底界K10砂岩良好的辅助标志。(3)上统上石盒子组(P2s)与下伏下石盒子整合接触,厚度505m左右,根据其岩性组合特征可分为上、中、下

展开阅读全文
相关资源
猜你喜欢
相关搜索
资源标签

当前位置:首页 > 办公文档 > 其他范文


备案号:宁ICP备20000045号-2

经营许可证:宁B2-20210002

宁公网安备 64010402000987号