设计描述：

文档包括:

设计说明书1份，共150页，约78000字左右

CAD版本图纸，共5张

毕业设计任务书

毕业论文题目：  阳泉三矿3.0 Mt/a新井设计

毕业论文专题题目：双巷掘进副巷采动变形规律的数值模拟研究

毕业论文主要内容和要求：
根据采矿工程专业毕业设计大纲，本设计包括一般部分、专题部分和翻译部分，具体包括：
1、以阳泉三矿条件为基础，完成阳泉三矿3.0Mt/a新井设计。主要内容包括：矿井概况、矿井工作制度及设计生产能力、井田开拓、首采区设计、采煤方法、矿井通风系统、矿井运输提升等。
2、结合实习矿井实际情况或当前煤矿生产前沿，撰写一篇专题论文。
3、完成近3-5年国外期刊上与采矿或煤矿安全有关的科技论文翻译一篇，要求不少于3000字符。
、
摘  要
本设计包括三个部分：一般部分、专题部分和翻译部分。
一般部分为阳泉三矿3.0 Mt/a新井设计。一般部分共包括10章：1.矿区概述及井田地质特征；2.井田境界和储量；3.矿井工作制度及设计生产能力、服务年限；4.井田开拓；5.准备方式-带(盘)区巷道布置；6.采煤方法；7.井下运输；8.矿井提升；9.矿井通风与安全技术；10.矿井基本技术经济指标。
阳泉三矿位于阳泉矿区的西部，距阳泉市中心7.5公里，交通便利。井田形状近似长方形，东西长约7.6 km，南北宽约3.0 km，面积约21 km2。井田内开采15#和3#煤层，先采15#，做为解放层开采，后开采3#煤。煤层倾角2~8°，局部地区10°，平均5°。煤层平均厚度3#煤层3.5 m，15#煤7.5 m。井田地质条件较为简单。
矿井工业储量为330.2297Mt，可采储量为220.6853Mt。矿井设计生产能力为3.0Mt/a。矿井服务年限61.3 a。矿井涌水量不大，正常涌水量为50 m3/h，最大涌水量为100 m3/h。15#煤相对瓦斯涌出量为4 m3/t，属低瓦斯煤层。矿井煤尘无爆炸危险性，煤层不易自燃，自然发火等级为Ⅲ级。
矿井采用立井两水平开拓，上行开采。一矿一面，采煤方法为综合机械化放顶煤开采。全矿采用胶带运输机运煤，辅助运输前期采用1.5 t固定箱矿车，后期采用齿轨车运输。矿井通风方式前期为中央并列式，后期根据需要在井田东西两翼增加两个边界风井。
矿井年工作日为330 d，日净提升时间16 h，工作制度为“四六制”。
专题部分题目是双巷掘进副巷采动变形规律的数值模拟研究。以阳煤集团新大地煤矿为例，通过使用UDEC数值模拟软件进行分析计算，模拟了15202工作面开采后，不同尺寸煤柱条件下进风副巷与进风巷之间煤柱的应力与变形的演化规律，以及不同尺寸条件下进风副巷的应力、变形的演化规律，得出双巷掘进时副巷受采动变形的基本规律以及煤柱尺寸的合理留设。
翻译部分是一篇深部煤与瓦斯突出矿井危险等级的分类技术的论文，英文题目为Classification technique for danger classes of coal and gas outburst in deep coal mines.
关键词：立井开拓； 带区； 综合机械化放顶煤开采； 蓄电池电机车运输 ；混合式通风
 
ABSTRACT
This design includes three parts: the general part, special subject part and translation part.
The general part is a new design of NO.3 of Yangquan mine. This design includes ten chapters: 1.An outline of the mine field geology; 2.Boundary and the reserves of mine; 3.The service life and working system of mine; 4.Development engineering of coalfield; 5.The layout of mining area; 6.The method used in coal mining; 7. Transportation of the underground; 8.The lifting of the mine; 9. The ventilation and the safety operation of the mine; 10.The basic economic and technical norms.
No.3 of Yangquan mine locates at the west of Yangquan Mine area, 7.5 km away from the center of the town. And it has convenience transportations. The shape of minefield is like a rectangle which has a length of 7.6 km in the east and west direction while a width of 3.0 km in the south and north direction on average. The total area is Approximately 21 km2. There are mainly two coal seams in the mine —3# and 15#. First mining15# seam upstream mining.The average angle is 5 degree, while the thickness is about 7.5 m. The minefield geological condition is simple.
The proved reserves of the minefield are 330.22million tons. The recoverable reserves are 220.68 million tons. The designed productive capacity is 3.0 million tons per year. The service life is 61.3 years. The normal flow of the mine is 50 m3 per hour and the max flow of the mine is 100 m3 per hour. The Relative gas discharge quantity is 4 m3 per ton. Thus it is Low gaseous mine. The coal dust of the mine has non-explosion hazard. And the coal seam is hardly spontaneous combustion. The level of spontaneous combustion is Ⅲ.
The development of the mine is double level with two vertical shaft. The number of the working faces is only one. Comprehensive mechanization puts in the top coal technology is the mining method. Several belt conveyers undertake the job of coal transport in the mine, while the auxiliary transportation system depends on the mine cars. The ventilation type in the early stage is centralized juxtapose. In the late stage two air shafts in the boundary should be driven. The ventilation method is extraction.
The working days in a year are 330. Everyday it takes 16 hours in lifting the coal. The working system in the mine is “four-six”.
The title of the special subject part is “Deputy Lane dual roadway Mining Numerical simulation of deformation”. By using the UDEC analysis of numerical calculation simulation software to simulate the 15202 working face, the Pillar of different sizes into the air inlet Lane, Deputy Lane and between the stress and deformation of coal pillar The evolution law, and under conditions of different sizes, Deputy Lane, wind stress, the evolution of deformation is obtained when the dual roadway deformation, Deputy Lane by the basic law of mining and the left pillar set a reasonable size, with similar conditions Roadway reference.
The translated academic paper is about classification technique for danger classes of coal and gas outburst in deep coal mines. Its title is “Classification technique for danger classes of coal and gas outburst in deep coal mines”.
Keywords: vertical shaft development; strip district; comprehensive mechanization puts in the top coal; Batter electric vehicle transport; Combined ventilation system
 

目    录
一 般 部 分
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 矿区水文情况 2
1.2 井田地质特征 4
1.2.1 井田地形及地质勘探程度 4
1.2.2 井田地层 4
1.2.3 井田地质构造 7
1.2.4 井田水文地质 10
1.3 煤层特征 11
1.3.1 煤层赋存条件 11
1.3.2 煤层围岩性质 12
1.3.3 煤的特征 13
1.3.4 瓦斯等开采技术条件 15
2 井田境界和储量 16
2.1 井田境界 16
2.1.1 井田范围 16
2.1.2 开采界限 16
2.2 矿井工业储量 16
2.2.1 储量计算基础 16
2.2.2 井田地质勘探 17
2.2.3 工业储量计算 17
2.3 矿井可采储量 19
2.3.1 安全煤柱留设原则 19
2.3.2 矿井保护煤柱损失量 19
2.3.3 矿井设计储量 20
2.3.4 矿井设计可采储量 21
3 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限 22
3.1 矿井工作制度 22
3.2 矿井设计生产能力及服务年限 22
3.2.1 确定依据 22
3.2.2 矿井设计生产能力 22
3.2.3 矿井服务年限 22
3.2.4 井型校核 23
4 井田开拓 24
4.1 井田开拓的基本问题 24
4.1.1 井筒的确定 24
4.1.2 工业场地 26
4.1.3 井田的再划分 26
4.1.4 主要开拓巷道 26
4.1.5 井田开拓方案提出与比较 27
4.2 矿井基本巷道 32
4.2.1 井筒 32
4.2.2 井底车场 35
4.2.3 主要开拓巷道 37
5 准备方式——带（盘）区巷道布置 42
5.1 煤层地质特征 42
5.1.1 煤层特征 42
5.1.2 煤层顶底板结构 42
5.1.3 水文地质 42
5.1.4 地质构造 42
5.1.5 地表情况 43
5.2 带区巷道布置及生产系统 43
5.2.1 带区位置及范围 43
5.2.2 带（盘）区内的划分 43
5.2.3 带区巷道布置 43
5.2.4 工作面接替顺序 45
5.2.5 带区主要生产系统 45
5.2.6 带区巷道掘进 45
5.2.7 带区生产能力及采出率 46
5.3 带区车场选型设计 47
5.3.1 确定车场形式 47
5.3.2 带区主要硐室布置 47
6 采煤方法 49
6.1 采煤工艺方式 49
6.1.1 带区煤层特征及地质条件 49
6.1.2 确定采煤工艺方式 49
6.1.3 回采工作面参数 50
6.1.4 回采工作面破煤与装煤方式 51
6.1.5 回采工作面运煤方式 52
6.1.6 回采工作面支护方式 53
6.1.7 采放比、放煤步距、放煤方式 56
6.1.8 各工艺过程注意事项 57
6.1.9 回采工作面正规循环作业 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 60
7 井下运输 63
7.1 概述 63
7.1.1 运输设计的原始条件与数据 63
7.1.2 运输距离与货载量 63
7.1.3 矿井运输系统 64
7.2 带区运输设备选择 64
7.2.1 设备选型原则 64
7.2.2 带区煤炭运输设备选型 65
7.2.3 带区辅助运输设备选型 67
7.3 大巷运输设备选择 69
7.3.1 运输大巷设备选型 69
7.3.2 辅助运输大巷设备选型 70
8 矿井提升 72
8.1 概述 72
8.2 主副井提升 72
8.2.1 主井提升 72
8.2.2 副井提升 73
9 矿井通风及安全技术 75
9.1 矿井通风系统的选择 75
9.1.1 矿井概况 75
9.1.2 矿井通风系统的基本要求 75
9.1.3 矿井通风方式的确定 75
9.1.4 矿井通风方法确定 76
9.1.5 带区通风基本要求 77
9.1.6 带区通风系统 78
9.1.7 工作面通风方式及风向 78
9.1.8 矿井通风容易与困难时期确定 79
9.2 带区及全矿所需风量 83
9.2.1 采煤工作面实际需风量 83
9.2.2 备用工作面需风量 85
9.2.3 掘进工作面需风量 85
9.2.4 硐室需风量 87
9.2.5 其它巷道需风量 87
9.2.6 矿井总需风量 87
9.2.7 风量分配 88
9.3 全矿通风阻力的计算 89
9.3.1 矿井通风总阻力计算原则 89
9.3.2 矿井最大最小阻力路线 90
9.3.3 矿井通风阻力计算 90
9.3.4 矿井通风总阻力 92
9.3.5 总等积孔 92
9.4 矿井通风设备选型 93
9.4.1 主要通风机选型 93
9.4.2 电动机选型 96
9.5 防止特殊灾害的安全措施 96
9.5.1 瓦斯管理措施 96
9.5.2 煤尘的防治 96
9.5.3 预防井下火灾的措施 97
9.5.4 防水措施 97
10 设计矿井基本技术经济指标 98
参考文献 99
专 题 部 分
双巷掘进副巷采动变形规律的数值模拟研究 102
1 绪论 102
1.1问题的提出与研究意义 102
1.2 主要研究内容及研究方法 103
1.2.1 研究内容 103
1.2.2 研究方法 103
2 理论分析 104
2.1 巷道围岩变形分析 104
2.1.1 巷道围岩变形量的构成 104
2.1.2 巷道围岩变形的一般规律 104
2.2 煤柱受力分析及变形特征 104
2.2.1 煤柱中的支撑压力分布特征 104
2.2.2两巷间煤柱变形特征 106
3数值模拟 107
3.1数值模拟方法概述及UDEC数值模拟软件简介 107
3.1.1 数值模拟方法概述 107
3.1.2 UDEC数值模拟软件简介 107
3.2 两巷间煤柱以及副巷的应力、变形规律数值模拟研究 108
3.2.1工作面基本情况 108
3.2.2模型的建立 110
3.2.3 模拟结果及分析 111
4结论 112
翻 译 部 分
英文原文 116
中文译文 128
致  谢 138