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设计名称
古书院矿井1.2Mta新井设计
设计编号
x094
设计软件
AutoCAD, Word
包含内容
见右侧图片
说明字数
66000字
图纸数量
见右侧图片
推荐指数
较高
价格:
价格优惠中
整理日期
9.27
整理人
小林
购买流程
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设计简介

设计描述:


文档包括:

设计说明书1份,共131页,约66000字左右


CAD版本图纸,共5张


毕业设计任务书

毕业论文题目:古书院矿井1.2Mt/a新井设计

毕业论文专题题目:大采高一次采全高的上覆岩层特性分析

毕业论文主要内容和要求:


摘  要
一般部分针对山西古书院矿井进行了井型为1.2Mt/a的新井设计。古书院矿井位于安山西晋城市境内,面积约24km2。主采煤层为15#煤层,平均倾角4°,平均厚度3.50m。井田工业储量为105.42Mt,可采储量81.05Mt,矿井服务年限为51.96a。矿井正常涌水量为333.3m3/h,最大涌水量为375m3/h;矿井相对瓦斯涌出量为5m3/t,属低瓦斯矿井。
根据井田地质条件,设计采用双立井单水平开拓方式,井田采用全带区式布置方式,共划分为六个带区,轨道大巷布置在岩层中、胶带机大巷和回风大巷皆为煤层大巷。矿井通风方式采用两翼对角式通风。
针对西二带区进行了带区准备方式设计,进行了运煤、通风、运料、排矸、供电系统设计。
针对15201工作面进行了采煤工艺设计。该工作面煤层平均厚度为3.50m,平均倾角4°,直接顶为泥岩,老顶为砂岩。工作面采用一次采全高综采采煤法。采用双滚筒采煤机割煤,往返一次割两刀。采用“四六制”工作制度,截深0.6m,每天六个循环,循环进尺3.6m,月推进度108m。
大巷采用胶带输送机运煤,辅助运输采用无轨胶轮车。主井采用一对12 t双箕斗提煤,副井采用一对3 t矿车双层单车罐笼运料和升降人员。
专题部分题目为《大采高一次采全高的上覆岩层特性分析》,研究了厚煤层大采高综采工作面的采动覆岩活动规律,并对所设计液压支架的适应性进行评价,分析了大采高工作面的上覆岩层关键层结构效应,并进行了上覆岩层破坏特征数值模拟,为工作面顶板控制提供依据。
翻译部分题目为《Main parameters calculation and structures of pipe belt conveyor》,主要介绍了管状带式输送机的参数计算和结构设计。
关键词:古书院矿井;带区布置;一次采全高;两翼对角式;关键层;管状带式输送机。
ABSTRACT
The general design is a 1.20 Mt/a new underground mine design of Gushuyuan coal mine. Gushuyuan coal mine is located in Jincheng, Shanxi province. It has a 24 km2 total horizontal area. The minable coal seam is 15# with an average thickness of 3.50 m and an average dip of 4°. The proved reserves of this coal mine are 105.42 Mt and the minable reserves are 81.05 Mt, with a mine life of51.96 year. The normal mine inflow is 333 m3/h and the maximum mine inflow is 375 m3/h. The mine gas emission rate is 5 m3/t which can be recognized as low gas mine.
Based on the geological condition of the mine, this design uses a duel-vertical shaft single-level development method, and full strip preparation ,which divided into 6 bands and track roadway, belt conveyor roadway and return airway are all coal roadways, arranged in the 3# coal seam. mine ventilation method use two diagonal wings ventilation.
The design applies strip preparation against the first band of WEST TWO. It conducted coal conveyance, ventilation, gangue conveyance and electricity designing.
The design conducted coal mining technology design against the 15201 face. The coal seam average thickness of this working face is 3.50 m and the average dip is 4°, the immediate roof is mud stone and the main roof is sand stone. The working face applies fully mechanized longwall sublevel caving method, and uses double drum shearer cutting coal which cuts twice each working cycle. "Four-six" working system has been used in this design and the depth-web is 0.6 m with six working cycles per day, and the advance of a working cycle is 3.6 m and the advance is 118 m per month.
Main roadway makes use of belt conveyor to transport coal resource, and no track glue wheel car to be assistant transport. The main shaft uses double 12 t skips to lift coal and the auxiliary shaft uses a twins narrow 3 t one-car double-deck cage to lift material and personnel transportation.
The monographic study entitled "Analyse of mechanism about anchor and slip casting in roadway surrounded by cracked stone", It analyses the main factor effecting distortion of cracked stone surrounding the roadway. It also analyses the displacement and stress variation of surrounding cracked stone distortion with different support such as anchor or slip casting and so on.
The title of the translated academic paper is " Main parameters calculation and structures of pipe belt conveyor ".
Keywords:Gushuyuan coal mine; band mode; longwall sublevel caving method; two diagonal wings ventilation; cracked stone; anchor and slip casting.
 

目    录

一般设计部分
1 矿区概述及井田地质特征 3
1.1矿区概述 3
1.1.1矿区地理位置与交通 3
1.1.2地形地貌及水文情况 3
1.1.3气候条件 3
1.1.4地震 3
1.1.5水源条件 错误!未定义书签。
1.1.6矿区经济概况 3
1.1.7矿区小煤矿概况 3
1.2 井田地质特征 3
1.2.1地质构造 3
1.2.2井田地层概述 3
1.2.3水文地质条件 3
1.3煤层 3
1.3.1煤层埋藏条件 3
1.3.2可采煤层 3
1.3.3煤岩特征和煤质 3
1.3.4煤层顶底板 3
1.3.5煤的工业用途评述 3
1.3.6瓦斯、煤尘和煤的自燃 3
2 井田境界和储量 3
2.1井田境界 3
2.1.1井田范围 3
2.2 矿井储量计算 3
2.2.2矿井工业储量 3
2.3 矿井设计储量 3
2.3.1保护煤柱留设原则 3
3 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限 3
3.1矿井工作制度 3
3.2矿井设计生产能力及服务年限 3
3.2.1确定依据 3
3.2.2矿井设计生产能力 3
3.2.3矿井服务年限 3
3.2.4井型校核 3
4  井田开拓 3
4.1 井田开拓的基本问题 3
4.1.1确定井筒形式、数目、位置及坐标 3
4.1.2工业场地的位置 3
4.1.3开采水平的确定及采带区划分 3
4.1.4主要开拓巷道 3
4.1.5方案比较 3
4.2  矿井基本巷道 3
4.2.1井筒 3
4.2.2井底车场 3
4.2.3主要开拓巷道 3
5 准备方式——带区巷道布置 3
5.1煤层地质特征 3
5.2 采(盘)区或带区巷道布置及生产系统 3
5.2.1带区准备方式的确定 3
5.2.2带区巷道布置 3
5.2.3带区生产系统 3
5.2.4带区内巷道掘进方法 3
5.2.5带区生产能力及采出率 3
5.3 带区车场选型设计 3
6 采煤方法 3
6.1 采煤工艺方式 3
6.1.1采煤方法的选择 3
6.1.2回采工作面参数 3
6.1.3综采工作面的设备选型及配套 3
6.1.4回采工作面破煤、装煤方式 3
6.1.5端头支护及超前支护方式 3
6.1.6各工艺过程注意事项 3
6.1.7回采工作面正规循环作业 3
6.2回采巷道布置 3
6.2.1回采巷道布置方式 3
6.2.2回采巷道参数 3
7 井下运输 3
7.1概述 3
7.1.1矿井设计生产能力及工作制度 3
7.1.2煤层及煤质 3
7.1.3运输距离和辅助运输设计 3
7.1.4矿井运输系统 3
7.2带区运输设备选择 3
7.2.1 设备选型原则: 3
7.2.2 带区运输设备选型及能力验算 3
7.3大巷运输设备选则 3
7.3.1主运输大巷设备选择 3
7.3.2辅助运输大巷设备选择 3
7.3.3运输设备能力验算 3
8 矿井提升 3
8.1矿井提升概述 3
8.2主副井提升 3
8.2.1主井提升 3
8.2.2副井提升设备选型 3
9 矿井通风及安全 3
9.1矿井地质、开拓、开采概况 3
9.1.1矿井地质概况 3
9.1.2开拓方式 3
9.1.3开采方法 3
9.1.4变电所、充电硐室、火药库` 3
9.1.5工作制、人数 3
9.2矿井通风系统的确定 3
9.2.1矿井通风系统的基本要求 3
9.2.2矿井通风方式的选择 3
9.2.3矿井通风方法的选择 3
9.2.4带区通风系统的要求 3
9.2.5带区通风方式的确定 3
9.3矿井风量计算 3
9.3.1通风容易时期和通风困难时期采煤方案的确定 3
9.3.2各用风地点的用风量和矿井总用风量 3
9.3.3风量分配 3
9.4矿井阻力计算 3
9.4.1计算原则 3
9.4.2矿井最大阻力路线 3
9.4.3计算矿井摩擦阻力和总阻力: 3
9.4.4 两个时期的矿井总风阻和总等积孔 3
9.5选择矿井通风设备 3
9.5.1选择主要通风机 3
9.5.2电动机选型 3
9.6.1预防瓦斯和煤尘爆炸的措施 3
9.6.2预防井下火灾的措施 3
9.6.3防水措施 3
10 设计矿井基本技术经济指标 3
专题设计部分
大采高一次采全高的上覆岩层特性分析 3
1绪  论 3
1.1研究目的和意义 3
1.2国内外研究现状 3
1.2.1国外技术研究现状 3
1.2.2国内技术研究现状 3
1.3厚煤层大采高全厚开采技术突破与创新的关键点 3
1.4拟采取的技术路线 3
2 厚煤层一次采全高的开采条件 3
2.1某矿区厚煤层覆存概况 3
2.2大采高综采工作面地质条件 3
2.2.1工作面位置及井上下关系 3
2.2.2煤层 3
2.2.3煤层顶底板 3
2.2.4地质构造 3
2.2.5水文地质 3
2.2.6影响回采的其它因素 3
2.3大采高综采 3
3 一次采全高采动覆岩结构特征分析 3
3.1上覆岩层关键层结构效应分析 3
3.2老顶关键层来压步距的理论计算确定 3
3.2.1初次来压步距 3
3.2.2周期来压步距 3
3.3上覆岩层垮落特征分析——RFPA2D模拟 3
3.3.1模型建立 3
3.3.2采动履岩垮落特征模拟结果分析 3
4 主要结论 3
参考文献 3
翻译部分
英文原文 3
中文译文 3
致  谢 3

部分图纸
截图
说明:
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