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文档包括:

设计说明书1份，共146页，约73000字左右

CAD版本图纸，共5张

毕业设计任务书

毕业设计题目：永煤陈四楼矿1.5Mt/a新井设计

毕业设计专题题目：深部软岩巷道变形机理及支护技术

毕业设计主要内容和要求：

摘  要

本设计包括三个部分：一般设计部分、专题设计部分和翻译部分。
一般部分为陈四楼矿1.5Mt/a的新井设计。陈四楼煤矿位于河南省永城市境内，矿区北靠陇海铁路，东临京沪铁路，青（龙山) 阜（阳）铁路从矿区东南约20 km处穿过，西有京九铁路商阜段，交通十分便利。井田南北走向长平均约5.11 km，倾向长平均约3.99km，井田水平面积为18.27km2。主采煤层二2层，即2号煤层，平均倾角7°，厚约6.45m。井田工业储量为172.79Mt，可采储量115.79Mt，矿井服务年限为59.4 a。井田地质条件简单。表土层平均厚度200 m；矿井正常涌水量为894m3/h，最大涌水量为1200 m3/h；煤层硬度系数f=2.5；矿井绝对瓦斯涌出量为0.68 m3/min，属低瓦斯矿井；尘的爆炸性和自然发火危险性都较低。
根据井田地质条件，提出四个技术上可行开拓方案。方案一：立井至450m，单水平开拓，煤层运输大巷，岩层轨道大巷；方案二：立井至450m，单水平开拓，双岩层大巷；方案三：立井至450m，单水平开拓，煤层运输上（下）山，岩层轨道上（下）山；方案四：立井至450m，单水平开拓，岩层盘区上（下）山。通过技术经济比较，最终确定方案一为最优方案。将主采煤层一个水平，水平标高-480 m。
设计首采区采用带区准备方式，工作面长度178 m，采用综采放顶煤采煤法，采用全部垮落法处理采空区。矿井采用“三八”制作业，日进5个循环，循环进尺0.686m，日产量4888.49 t。
大巷采用带式输送机运煤，辅助运输采用1 t固定箱式矿车主井采用两个16 t侧卸式箕斗提升煤炭：副井设计采用装备一对多绳1 t矿车双层四车窄罐笼和一个1 t矿车双层四车宽罐笼带平衡锤提升设备、人员、材料和矸石。矿井采用中央并列式通风。
专题部分题目是深部软岩巷道变形机理及支护技术
翻译部分是一篇关于水力压裂消突数值模拟及可控压裂技术研究的论文，英文原文题目为：Numeric Analysis of Hydraulic Fracturing Technique in Preventing Outburst and the Control Technique
关键词：陈四楼矿； 带区布置；综采放顶煤；中央并列式；软岩巷道；水力压裂。

ABSTRACT
The design consists of three parts: a general part design, project design and translation components.
The general design is about a 1.5 Mt/a new underground mine design of Chen si lou coal mine. Chen si lou coal mine lies in Yongcheng, Henan province. North of Longhai railway in mining area, East of Beijing-Shanghai Railway, Qing (Longshan ) -Fu (Yang) railway from the mine Southeast of about 20 km across, West Beijing-Kowloon Railway-Fu, the traffic is very convenient. It’s about5.11 km on the strike and 3.99 km on the dip,with the 18.27 km2 total horizontal area. The minable coal seam of this mine is only 2 with an average thickness of 6.45 m and an average dip of 7°. The proved reserves of this coal mine are 172.79 Mt and the minable reserves are 115.79 Mt, with a mine life of 59.4 a. Average thickness of overburden 200 m ;The geological condition of the mine is relatively simple. The normal mine inflow is 894 m3/h and the maximum mine inflow is 1200 m3/h. hardness coefficient of coal seam f=2. 5 ; Absolute for gas emission in coal mine 0.68 m 3 /min , Is a low gas mine; Dust explosive and less risk of spontaneous combustion 。
Based on the geological condition of the mine, I bring forward four available project in technology. Programme a: shaft to 450m , single level develop, seam transport large Lane, rock track large lane ; programme second: shaft to 450m , single level develop, double rock large lane ; programme three: shaft to 450m , single level develop, seam transport Shang (Xia) mountain, rock track Shang (Xia) mountain ; programme four: shaft to 450m , single level develop, rock disk area Shang (Xia) mountain . Through technical and economic comparison to finalize the programme for best program. Main seam a level, horizontal elevation -480 m .
Designed first mining district makes use of the method of panels in mining area, the length of working face is 178 m, which use top coal caving to exploit coal,fall to dispose worked out section. The working system is “three-eight”, with five working cycle every day. Advance of working cycle is 0.7 m, and quantity of 4888.49 ton coal is maked everyday.
Main roadway makes use of belt conveyor to transport coal resource, and mine car to be assistant transport. Main shaft makes use of skip to transport coal resource, when subsidiary shaft makes use of cage to be assistant transport. In the prophase of mining the mine makes use of centralized ventilation method,when in the evening of mining the mine makes use of areas ventilation method.
The project design is deep well Deformation mechanism and supporting technology in soft rock roadway.
The translated academic paper is about Numeric Analysis of Hydraulic Fracturing Technique in Preventing Outburst and the Control Technique。
Keywords：Chensilou coal mine; band mode; top coal caving; o Center juxtapose ventilation; soft rock roadway, hydraulic fracturing.
 
目    录

一般部分
1矿区概述与地质特征 1
1.1矿区概述 1
1.1.1矿区地理位置 1
1.1.2自然地理概况 1
1.1.3矿区开发历史及生产建设规划 3
1.1.4矿井建设的外部条件 3
1.2地质特征 3
1.2.1地层 3
1.2.2地质构造 4
1.2.3水文地质 4
1.3煤层特征 5
1.3.1煤层 5
1.3.2煤质 5
1.3.3开采技术条件 5
1.3.4勘探程度及存在问题 6
2井田境界和储量 8
2.1井田境界 8
2.2矿井工业储量 8
2.2.1构造类型 8
2.2.2煤层稳定类型 8
2.2.3矿井工业储量 8
2.3矿井可采储量 10
2.3.1井田边界保护煤柱 10
2.3.2工业广场煤柱 10
2.3.3井筒保护煤柱 11
2.3.4断层保护煤柱 12
2.3.5大巷保护煤柱 12
2.3.6矿井设计可采储量 12
3矿井工作制度、设计生产能力及服务年限 13
3.1矿井工作制度 13
3.2矿井设计生产能力及服务年限 13
3.2.1确定依据 13
3.2.2矿井设计生产能力 13
3.2.3矿井服务年限 13
3.3井型校核 14
4井田开拓 15
4.1井田开拓的基本问题 15
4.1.1确定井筒形式、数目、位置及坐标 15
4.1.2工业场地的位置 17
4.1.3开采水平的确定及划分 17
4.1.4方案比较 17
4.2矿井基本巷道 28
4.2.1井筒 28
4.2.2开拓巷道 28
4.2.3井底车场及硐室 29
5准备方式—带区巷道布置 37
5.1煤层地质特征 37
5.1.1带区位置 37
5.1.2带区煤层特征 37
5.1.3煤层顶底板岩石构造情况 37
5.1.4水文地质 37
5.1.5地质构造 37
5.1.6地表情况 37
5.2带区巷道布置及生产系统 38
5.2.1带区准备方式的确定 38
5.2.2带区巷道布置 39
5.2.3带区生产系统 39
5.2.4带区内巷道掘进方法 40
5.2.5带区生产能力及采出率 42
5.3带区车场选型设计 43
6采煤方法 45
6.1采煤工艺方式 45
6.1.1带区煤层特征及地质条件 45
6.1.2 采煤工艺方式选择 45
6.1.3回采工作面参数 45
6.1.4回采工作面破煤、装煤方式 46
6.1.5工作面运煤方式 46
6.1.6回采工作面支护方式 51
6.1.7放顶煤参数确定 52
6.1.8回采工作面劳动组织和正规循环作业 53
6.2回采巷道布置 56
6.2.1回采巷道布置方式 56
6.2.2回采巷道参数 57
7井下运输 60
7.1概述 60
7.1.1矿井设计生产能力及工作制度 60
7.1.2煤层及煤质 60
7.1.3运输距离和辅助运输设计 60
7.1.4矿井运输系统 60
7.2带区运输设备选择 61
7.2.1设备选型原则 61
7.2.2带区运输设备选型及能力验算 61
7.3大巷运输设备选 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
7.3.3运输设备能力验算 64
8矿井提升 67
8.1矿井提升概述 67
8.2主副井提升 67
8.2.1主井提升 67
8.2.2副井提升设备选型 68
9矿井通风及安全 71
9.1矿井地质、开拓、开采概况 71
9.1.1矿井地质概况 71
9.1.2开拓方式 71
9.1.3开采方法 71
9.1.4变电所、充电硐室、火药库 72
9.1.5工作制、人数 72
9.2矿井通风系统的确定 72
9.2.1矿井通风系统的基本要求 72
9.2.2矿井通风方式的选择 72
9.2.3矿井通风方法的选择 73
9.2.4带区通风系统的要求 74
9.2.5带区通风方式的确定 74
9.3矿井风量计算 75
9.3.1通风容易时期和通风困难时期采煤方案的确定 75
9.3.2矿井风量计算方法概述 75
9.3.3回采工作面风量计算 76
9.3.4备用面需风量的计算 78
9.3.5掘进工作面风量计算 78
9.3.6硐室需要风量的计算 79
9.3.7其他巷道所需风量 79
9.3.8矿井总风量计算 79
9.3.9风量分配 79
9.4矿井阻力计算 80
9.4.1容易和困难时期矿井最大阻力路线确定 81
9.4.2矿井通风阻力计算 84
9.4.3矿井通风总阻力计算 84
9.4.4矿井总阻力和等积孔计算 84
9.5选择矿井通风设备 87
9.5.1选择主要通风机 87
9.5.2电动机选型 90
9.6安全灾害的预防措施 90
9.6.1预防瓦斯和煤尘爆炸的措施 90
9.6.2预防井下火灾的措施 91
9.6.3防水措施 91
10设计矿井基本技术经济指标 92
参考文献 94
附录 95
专题部分
深部软岩巷道变形机理及支护技术 97
1开采深度与巷道围岩的变形关系 97
1.1国内的研究现状 97
1.2国外的研究现状 97
2深部软岩巷道变形破坏机理 99
2.1软岩的特点 99
2.2.软岩巷道的变形破坏特点 99
2.3 软岩工程变形力学机制 100
2.4深部软岩巷道的变形破坏机理 100
2.5软岩巷道变形的影响因素 100
3深部巷道围岩稳定的关键性理论 101
3.1围岩稳定理论 101
3.2深部围岩岩爆理论 102
3.3深部软岩非线性大变形理论 102
4软岩巷道围岩控制原则 103
4.1“对症下药” 原则 103
4.2塑性圈原则 103
4.3提高围岩自稳能力原则 103
4.4联合支护原则 103
4.5大断面及避开最大水平应力原则 103
5锚杆支护理论 103
5.1国内外巷道锚杆支护理论 103
5.2深部巷道锚杆支护理论基础 103
5.3锚杆支护作用机理 105
6锚网索锚网索耦合支护技术 109
6.1 锚网喷+ 锚索+ 底角锚杆耦合支护机理 109
6.2锚网围岩耦合支护机理 110
6.3底角锚杆控制底臌机理 111
6.4 锚索关键部位耦合支护机理 113
7工程实例 113
7.1工程及地质概况 113
7.2支护结构的选择 114
7.3设计改进 115
7.4施工工艺 115
7.5支护效果 115
8结语 115
参考文献 116
翻译部分
英文原文 117
中文译文 125
致  谢 131