矿井一般部分设计(有全套图纸）.doc

有全套图纸 QQ1074765680目 录一般部分1 矿区概述及井田地质特征11.1矿区概述11.1.1交通位置11.1.2地形地貌71.1.3河流及水系21.1.4气象及地震21.1.5本区经济状况21.1.6水源及电源错误！未定义书签。1.2井田地址特征错误！未定义书签。1.2.1井田地质构造错误！未定义书签。1.2.2水文地质错误！未定义书签。1.2.3其他有益矿物错误！未定义书签。1.2.4地质勘探程度错误！未定义书签。1.3煤层特征错误！未定义书签。1.3.1煤层错误！未定义书签。1.3.2煤层顶、底板错误！未定义书签。1.3.3煤质错误！未定义书签。1.3.4瓦斯错误！未定义书签。1.3.5煤尘及煤层自燃错误！未定义书签。2井田境界和储量错误！未定义书签。2.1井田境界错误！未定义书签。2.1.1井田范围错误！未定义书签。2.1.2开采界限错误！未定义书签。2.1.3井田尺寸错误！未定义书签。2.2矿井工业储量错误！未定义书签。2.2.1储量计算基础错误！未定义书签。2.2.2井田地质勘探错误！未定义书签。2.2.3工业储量计算错误！未定义书签。2.3矿井可采储量错误！未定义书签。2.3.1安全煤柱留设原则错误！未定义书签。2.3.2矿井永久保护煤柱损失量错误！未定义书签。2.3.3矿井可采储量错误！未定义书签。3 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限错误！未定义书签。3.1矿井工作制度错误！未定义书签。3.2矿井设计生产能力及服务年限错误！未定义书签。3.2.1确定依据错误！未定义书签。3.2.2矿井设计生产能力错误！未定义书签。3.2.3矿井服务年限错误！未定义书签。3.2.4井型校核错误！未定义书签。4 井田开拓错误！未定义书签。4.1井田开拓的基本问题错误！未定义书签。4.1.1确定井筒形式、数目、位置及坐标错误！未定义书签。4.1.2工业场地的位置错误！未定义书签。4.1.3开采水平的确定及采带区划分错误！未定义书签。4.1.4主要开拓巷道错误！未定义书签。4.2方案比较错误！未定义书签。4.2.1提出方案错误！未定义书签。4.2.2技术比较错误！未定义书签。4.3矿井的基本巷道错误！未定义书签。4.3.1井筒错误！未定义书签。4.3.2井底车场及硐室错误！未定义书签。4.3.3主要开拓巷道错误！未定义书签。5 准备方式带区巷道布置错误！未定义书签。5.1煤层地质特征错误！未定义书签。5.2 带区巷道布置及生产系错误！未定义书签。5.2.1带区位置错误！未定义书签。5.2.2采煤方法及工作面长度的确定错误！未定义书签。5.2.3带区巷道布置错误！未定义书签。5.2.4工作面接替顺序错误！未定义书签。5.2.5生产系统错误！未定义书签。5.2.6巷道掘进方法错误！未定义书签。5.2.7带区的生产能力和带区采出率错误！未定义书签。5.3 带区车场错误！未定义书签。5.3.1带区车场的形式和线路布置错误！未定义书签。5.3.2带区主要硐室布置错误！未定义书签。6 采煤方法错误！未定义书签。6.1采煤工艺方式错误！未定义书签。6.1.1设计带区地质条件错误！未定义书签。6.1.2采煤方法及其机械化程度的确定错误！未定义书签。6.1.3回采工作面参数的确定错误！未定义书签。6.1.4回采工作面破煤、装煤方式及相应设备的选择错误！未定义书签。6.1.5回采工作面运煤方式及其运输设备的选择错误！未定义书签。6.1.6工作面支护方式及采空区处理错误！未定义书签。6.1.7工作面设备布置错误！未定义书签。6.1.8采煤工艺错误！未定义书签。6.1.9劳动组织和循环作业图表错误！未定义书签。6.1.10回采工作面吨煤成本错误！未定义书签。6.2 回采巷道布置错误！未定义书签。6.2.1回采巷道布置方式错误！未定义书签。6.2.2回采巷道断面选择及其掘进方式错误！未定义书签。7 井下运输错误！未定义书签。7.1概述错误！未定义书签。7.1.1井下运输的原始条件错误！未定义书签。7.1.2矿井运输系统错误！未定义书签。7.1.3各环节运输方式错误！未定义书签。7.2带区运输设备选择错误！未定义书签。7.2.1设备选型原则：错误！未定义书签。7.2.2带区煤炭运输设备的选择错误！未定义书签。7.3运输大巷设备选择错误！未定义书签。7.3.1大巷运输设备的选择错误！未定义书签。7.3.2运输设备运输能力验算错误！未定义书签。8 矿井提升错误！未定义书签。8.1矿井提升概述错误！未定义书签。8.2主副井提升错误！未定义书签。8.2.1主井提升设备选型错误！未定义书签。8.2.2副井设备选型错误！未定义书签。9 矿井通风错误！未定义书签。9.1矿井通风系统选择错误！未定义书签。9.1.1矿井概况错误！未定义书签。9.1.2矿井通风系统的基本要求错误！未定义书签。9.1.3矿井通风类型的确定错误！未定义书签。9.1.4主扇工作方法的确定错误！未定义书签。9.2带区通风错误！未定义书签。9.2.1带区通风错误！未定义书签。9.2.2工作面通风错误！未定义书签。9.2.3通风构筑物错误！未定义书签。9.2.4工作面风量计算错误！未定义书签。9.3掘进通风错误！未定义书签。9.3.1掘进工作面需风量计算错误！未定义书签。9.4硐室风量计算错误！未定义书签。9.4.1井下各硐室错误！未定义书签。9.4.2其它巷道所需风量错误！未定义书签。9.4.3备用面所需风量的计算错误！未定义书签。9.4.4矿井总风量计算错误！未定义书签。9.4.5带区风量计算错误！未定义书签。9.4.6风量分配和风速验算错误！未定义书签。9.5矿井通风阻力计算.错误！未定义书签。9.5.1矿井通风时期和困难时期的确定错误！未定义书签。9.2.5矿井通风阻力计算方法错误！未定义书签。9.6矿井通风机的选择错误！未定义书签。9.6.1矿井的自然风压错误！未定义书签。9.6.2初选通风机错误！未定义书签。9.7防止特殊灾害的安全措施错误！未定义书签。9.7.1预防瓦斯事故错误！未定义书签。9.7.2预防火灾事故错误！未定义书签。9.7.3预防矿井水灾事故错误！未定义书签。10设计矿井基本技术经济指标错误！未定义书签。专题部分综放面顶板顶煤分类及研究错误！未定义书签。参考文献5翻译部分英文原文错误！未定义书签。中文原文错误！未定义书签。致 谢错误！未定义书签。摘 要本设计包括三个部分：一般部分、专题部分和翻译部分。一般部分是水峪矿300万吨新井设计。全篇共分为十章：矿井概述及井田地质特征、井田境界和储量、矿井工作制度、设计生产能力及服务年限、井田开拓、准备方式采区巷道布置、采煤方法、井下运输、矿井提升与运输、矿井通风与安全和矿井主要经济技术指标。水峪矿设计年生产能力为300万t/a，服务年限为97年。矿井工作制度为“四六”制。矿井的采煤方法主要为倾斜长壁综合机械化放顶煤开采。矿井开拓方式为双立开拓方式。矿井布置一个工作面生产，一个工作面备用，年生产能力为300万t/a。工作面长度为250 m。运输大巷采用胶带运煤，大巷辅助运输采用电机车运输材料和矸石。矿井通风方式为中央边界式。专题部分主要介绍的是综放面顶板顶煤分类及研究。翻译部分题目为“Adopt the crest of the coal work noodles plank management problem study” 。关键词：综放面、顶煤分类、敏感性指标、夹石层、可放性、稳定性、顶煤相对强度、顶板结构。ABSTRACTcteristics top-coal relative intensity rock parting classification of top-coal stability sensibility target roof structure有全套图纸 QQ1074765680 中国矿业大学2007届本科毕业设计 第 9 页1 矿区概述及井田地质特征1.1矿区概述1.1.1交通位置汾西矿业集团水峪煤矿有限责任公司,位于山西省孝义市境内，覆盖下堡镇、兑镇镇、柱濮镇的一部分。南北宽约8.4 k m，东西长约7.1k m，矿区面积约52k m2。矿区距孝义市城西20公里处，距介休城约42公里。地理坐标：东经11135121113903，北纬370040370729。水峪井田西与阳泉曲井田相邻，东北与高阳井田相邻，系人为井界，北至下堡河，南至兑镇河为自然边界。总体呈长方形。矿区交通便利，南同蒲铁路介（休）西（泉）支线从矿区内穿过，矿区内设有兑镇车站，往西至阳泉曲车站。有孝（义）午（城）公路通过矿区往东通大运高速公路及108国道，往北至307国道，与夏汾高速公路相通。通过铁路公路可达全国各地，见图1-1交通位置图 ，附矿区距邻近主要城市距离见表1-1。表1-1 矿区距邻近主要城市距离表城市距离(公里)城市距离(公里)城市距离(公里)孝义20北京691孟塬426汾阳38石家庄407西安549介休42大同531郑州814太原146包头980武汉13481.1.2地形地貌呈“V”字型发育，沟谷基本呈南北向，新生界的黄土主要分布在山梁垣上，基岩一般多出露在沟谷中，纵观全区其地貌特征为中等切割至轻微切割的中低丘陵类型。1.1.3河流及水系本区内地表水属黄河流域汾河水系，主要河流为北部边缘的下堡河及横贯矿区东西的兑镇河，柱濮河，三条河均属季节性河流，受季节影响较大，雨季山洪汇集，河水猛涨，旱季河水流量较小，甚至干涸。1.1.4气象及地震本区气候属暖温带大陆性半干旱半湿润气候，春季风大雨少干旱，夏季多雨炎热，秋季温暖湿润，冬季寒冷少雪，四季分明，平均年气温在10.3 左右，一月份最低平均气温-10.5 ，最低-23 。七月份气温最高，最高可达39 ，平均降雨量约500 mm，雨水多集中在79月份，占全年降雨的6080 %；年蒸发量为18001900 mm。每年十一月至次年四月为冻结期，最大冻土深度0.74 m。本区地震烈度度区，根据中国地震参数区划图（GB183062001），属地震动峰值加速度为0.10.15 g区。根据1978年5月2日山西省抗震工作办公室、山西省建委，山西省地震局“关于颁发山西省地震基本裂度区划分图及说明的通知”，本地区裂度为6o。1.1.5本区经济状况本区范围涉及孝义市境内的下堡镇，兑镇镇，柱濮镇、驿马乡，的部分村庄， 放顶煤采场的需控岩层，不仅有直接顶和老顶，还有顶煤。并且由于顶煤的存在，老顶的运动效应将被“弱化”，变为次要的控制对象(26。在放顶煤采场，由于顶煤从垮落到放完是一个完全动态的过程，显然，在此过程中直接顶的厚度是变化的，老顶的厚度与位态也是变化的。因此放顶煤采场的直接顶厚度计算公式与单一煤层开采的直接顶厚度计算公式有所不同，如(3.7)式所示。式中MZ直接顶的厚度; H采高; T顶煤厚度: C残煤厚度; SA老顶在触研处的沉降量，据有关研究结果，SA = (0.15-0.25) h，在放顶 煤采场h=H+nT, nT为顶煤放出率，在一般顶板的采场，SA=0.2h。回收率与C的关系是 KM为顶煤垮落后的碎胀系数。 从(3.7)式可以看出，由于顶煤放出率的变化，将影响直接顶厚度的变化，从而改变老顶的厚度和位态，进而形成放顶煤采场的不同顶板结构。 直接顶和老顶对顶煤的冒放性有一定的影响。就直接顶而言，能随采随冒并具有一定的厚度是放顶煤开采顶煤冒落后顺利放出的条件，否则将造成部分顶煤的丢失。老顶是传递支承压力的主要岩层，实践证明来压前夕顶煤冒放性较好，但在正常期间一般无明显影响，且放顶煤采场K值多在2.0左右，因此老顶的影响较小。但从冒放结构的控制而言，老顶会影响冒放结构形式，而造成顶煤放出率的变化。 根据顶煤的开采深度和强度比值、裂隙发育程度和顶煤结构将顶煤分为不同类别，不同类别的顶煤与不同类别的直接顶和老顶将组合成不同类型的顶板结构。在不同的顶板结构下，计算支护强度的公式也是不同的。在这其中，不同的顶煤类别，将会影响直接顶与老顶接触应力的大小。将直接顶和老顶的分类与顶煤分类相结合，这样能把放顶煤采场顶板的结构描述的更全面、更具体，弥补了原有顶板分类方案不适合放顶煤采场的不足。4主要结论 本文运用数值与经验相结合的分类方法，综合考虑影响顶煤可放性的各种因素，对综放面的顶煤进行分类:采用岩层质量指数法，依据影响岩层稳定性的主要因素对直接顶和老顶进行了分类。本文主要研究结论如下: (1)对影响顶煤可放性的因素进行了研究。 顶煤的可放性是指煤层顶部煤体在支承压丈的作用下冒落和放出的难易程度。影响顶煤可放性的因素众多，本文主要探讨煤层的埋藏深度、硬度、裂隙发育程度及夹石层的层位关系、厚度和强度对顶煤可放性的影响。已有的研究成果均是将各因素对可放性影响进行单独分析，其实有些影响因素之间并不是相互独立的，而是存在着某种内在联系，本文将它们作为一个综合因素讨论对可放性的影响效果。首次引用了“顶煤相对强度”概念，使顶煤分类不脱离“采深”这个关键因素。 (2)运用数值与经验相结合的分类方法对综放面顶煤进行了分类。 国内外对岩体(煤体)分类的方法主要有数值分类法、经验分类法和数值与经验相结合的分类方法。为了满足工程需要，本文采用数值和经验相结合的分类方法对顶煤进行分类。应用模糊数学中的水平截集法和数理统计把现场实践中定性评价与顶煤的可放性指数联系起来，定量地将顶煤分为可放性“极难”、“难”、“一般”、“易”和“极易”五类。 参考文献1.徐永祈：采矿学，中国矿业大学出版社，2003 2.陈昌荣：地质学基础，中国矿业大学出版社，1994 3.吴则智：兖州矿区综合机械化放顶煤开采的实践与认识，煤炭工业出版社，19974.戴绍城：高产高效综合机械化采煤技术与装备，煤炭工业出版社，19975.陈炎光、徐永祈：中国采煤方法，中国矿业大学出版社，19916.冯昌荣：煤矿矿井采矿设计手册，煤炭工业出版社，19847.钱鸣高、刘庭成：矿山压力及控制，煤炭工业出版社，19918.于海勇：放顶煤开采的基础理论，煤炭