免费看男阳茎进女阳道视频

                        24小時論文定制熱線

                        咨詢電話

                        熱門畢設:土木工程工程造價橋梁工程計算機javaasp機械機械手夾具單片機工廠供電采礦工程
                        您當前的位置:論文定制 > 畢業設計論文 >
                        快速導航
                        畢業論文定制
                        關于我們
                        我們是一家專業提供高質量代做畢業設計的網站。2002年成立至今為眾多客戶提供大量畢業設計、論文定制等服務,贏得眾多客戶好評,因為專注,所以專業。寫作老師大部分由全國211/958等高校的博士及碩士生設計,執筆,目前已為5000余位客戶解決了論文寫作的難題。 秉承以用戶為中心,為用戶創造價值的理念,我站擁有無縫對接的售后服務體系,代做畢業設計完成后有專業的老師進行一對一修改與完善,對有答辯需求的同學進行一對一的輔導,為你順利畢業保駕護航
                        代做畢業設計
                        常見問題

                        皖北煤電集團祁東煤礦180萬t井設計

                        添加時間:2020/05/27 來源:華北科技學院 作者:王彥琪
                        本礦設計生產能力按年工作日330天計算,礦井工作制度設計采用"四·六"工作制,每天四班作業(三班生產、一班檢修),每天凈工作時間為18個小時,以縮短井下工人的輔助勞動時間,減輕煤礦工人的勞動強度。
                        以下為本篇論文正文:

                        摘  要

                          本設計包括兩個部分:一般部分和專題部分。

                          一般部分為皖北煤電集團祁東煤礦180萬t井設計,全篇共分為十個部分:礦井概括及井田地質特征、井田境界及儲量、礦井工作制度和設計生產能力、井田開拓、帶區巷道布置、采煤方法、井下運輸、礦井提升、礦井通風與安全和礦井基本經濟技術指標。

                          皖北煤電集團祁東煤礦位于安徽省宿州市埇橋區境內,公路交通便利。礦井平均走向長度約為4500 m,平均傾斜長度約為2500 m,面積11.25km2.本井田內的主要可采煤層有五層,分別為32煤、61煤、71煤、82煤及9煤,可采總厚度為10.49m,煤層平均傾角為8.7°,為緩傾斜中厚煤層。井田內工業儲量13627.11萬t,可采儲量10361.33萬t.礦井平均涌水量為200m3/h,最大涌水量為340m3/h,屬于水文地質條件比較簡單的礦井。礦井的平均絕對瓦斯涌出量為62.99m3/min,平均相對瓦斯涌出量為 15.34m3/t,屬于高瓦斯礦井。本礦主要可采煤層32、71、82、9煤層都具有爆炸危險性,無煙煤和天然焦一般不具爆炸危險性。2000年經煤科院撫順分院鑒定,確定本礦各煤層屬于三類不易自燃煤層。

                          本礦設計生產能力按年工作日330天計算,礦井工作制度設計采用"四·六"工作制,每天四班作業(三班生產、一班檢修),每天凈工作時間為18個小時,以縮短井下工人的輔助勞動時間,減輕煤礦工人的勞動強度。

                          祁東煤礦設計生產能力180萬t/a,服務年限57.6年。采用立井兩水平上下山集中大巷開拓,第一水平標高為-630m.礦井采用傾斜長壁綜合機械化采煤法。工業廣場位置的選擇,有利于井田開拓和準備,有利于礦井建設施工和工業場地布置。

                          本礦采用連續運輸能力較強的膠帶輸送機運煤,輔助運輸一般采用軌道運輸,并選用1.5t標準礦車,牽引設備一般采用電機車。由于本礦為高瓦斯礦井,只能選用礦用蓄電池電機車。

                          由已知條件可從《井筒斷面圖冊》中選取各井筒的布置方式。主井井筒斷面直徑為6.5m,井筒裝備為一對12t箕斗;副井井筒斷面直徑為7.5m,井筒內裝備雙層四車寬窄罐籠;風井井筒斷面直徑為5.5m,井筒內布置有梯子間和管路間。

                          首采工作面平均長度為280m.由于32煤賦存穩定,煤層傾角平緩,采煤機采用中部斜切進刀方式割煤,往返一次割一刀的割煤方式,前滾筒割頂煤,后滾筒割底煤。工作面日進刀數6刀,即每班進2刀。采煤工作面的勞動組織采用追機作業形式。

                          為了順利進行帶區之間的接替,本礦采用沿空留巷方式進行帶區接替準備,即本帶區的軌道斜巷或運輸斜巷,將留作下一帶區的回采巷道。

                          本礦設計采用兩翼對角式通風方式,以期達到防止礦井瓦斯積聚,實現礦井安全生產的目的。

                          關鍵詞:立井;兩水平;傾斜長壁;綜合機械化;兩翼對角式

                        采礦工程

                        Abstract

                          This design includes two parts: Common part and special part.

                          The common part is for Qidong coal mine, Wanbei coal-electricity group, the designed capacity 1.8million-ton new mine design, which contains altogether ten parts: Mine summary and mine field geological feature, Mine field boundary and reserves, Mine work routine and design productivity, Mine field development, Strip area tunnel arrangement, Coal mining method, Underground mine transportation, Mine hoisting, Mine ventilation and safety, and the basic economical technical index.

                          Qidong coal mine, Wanbei coal-electricity group, is located in the Yongqiao district, Suzhou, Anhui Province, with convenient communications. The mine field spreads with the average lateral length approximately of 4500m, the average inclined length of approximately 2500m, the area 11.25km2. There are 5 main workable coal seam in this mine field, the 32 seam, the 61 , the 71 seam, the 82 seam, and the 9 seam, with  the total thickness of 10.49m, the inclination angle of 8.7°, which are all the medium-thickness coal seam. The commercial reserve is 136.27 million tons, and the recoverable reserve is 103.61 million tons in this mine field. The average mine waterinflow is equally 200m3/h, with the peak of 340m3/h, belonged to the simple hydrogeological conditions mine. The mine is a gassy mine with the average absolute gas emission rate of 62.99m3/min, the relative gas emission rate of 15.34m3/t. The mian workable coal seam 32, 71, 82, 9 are all the coal seam liable to dust explosion, while the anthracite and the natural cokeare are out of the danger of dust explsion. Identificated by the Fushun branch of the Academy of coal science in 2000, the seams of this mine are all the Ⅲ no-easy spontaneous combustion seams.

                          This mine design annual output is figured according to the yearly working day of 330 days. The mine work routine is designed as the "four-six" working system, with four class of works (three classes to produce, one class to examine and repair) every day. The net operating time is 18 hours every day, to reduce the mine shaft worker's auxiliary labor time, to shorten the auxiliary time and lighten the labour intensity of the colliers.

                          The designed capacity of Qidong mine is 1.8 Mt/a, with a service life of 57.6a. It is developed with vertical shaft, double mining level, rise-dip, gathering mian roadway, and the first mining level of -630m. The coal mining method is longwall mining to the dip or the rise, fully-mechanized coal mining technology. For the choice of the industry square position, it must be advantageous to the mine development and preparation, to the construction and the industry location arrangement.

                          Belt conveyor has the advantage of strong continuous transportation, so it is the best choice for the coal transportion. The auxiliary transportion is undertaked by railway, with the normal 1.5t mine car. The transportion hauling equipment is always the mine locomotive, but this mine is a gassy mine, so the locomotive must be the storage battery locomotive.

                          According the known conditions, referring to the atlas of shaft section, the shaft sections are determined. The main shaft's radius is 6.5m, equipped with double 12t skip, the auxiliary shaft, 7.5m with double floor-four car- wide narrow cage, and the ventilating shaft, 5.5m with ladder roadway and pipeline roadway.

                          The length of the first working face is 280m. As the 32 coal seam's occurrence and stability is very well, with angle of coal seam flat. Shearer with the central oblique way into the coal wall cut the coal, with the former roller cutting the top coal while the latter cutting the drum coal. 6 knifes is complished every day, that is to say, 2 knifes every class. For the labor organization in coal face, machine-following is adopted. To ensure the timely relay of the strip, gob-side entry retaining is adopted. That is to say, the inclined rail-roadway or haulage-way of the existing strip, will be retained for the following one.

                          For this mine, the ventilation is radial ventilation of double-wing, to achieve the purpose of controlling the gas accumulation, and safety.

                          Key words: Vertical shaft; double level; Longwall mining to the dip or the rise; Fully-mechanized coal mining technology; Radial ventilation of double-wing

                        目  錄

                          1 礦區概述及井田地質特征

                          1.1 礦區概述

                          1.1.1 地理位置及交通

                          祁東煤礦位于安徽省宿州市埇橋區祁縣鎮、西寺坡鎮和固鎮縣湖溝區境內,東以33勘探線與龍王廟勘探區毗鄰,西以F5斷層與淮北礦業(集團)公司祁南煤礦分界;南起二疊系山西組82煤層露頭,北至32煤層-700m水平地面投影線為界。

                          地理坐標:

                          東經117°02′49″-117°10′18″

                          北緯33°22′45″-33°26′53″

                          本礦井交通極為便利,京滬鐵路從本區東北通過,北距宿州站約20公里,東距蘆嶺站1.5公里;206國道宿(州)蚌(埠)段從本區西側通過,公路可直通徐州、阜陽、淮北、蚌埠等地;礦井內有淮河支流澮河通過,乘船可進入淮河和洪澤湖。詳見圖1-1.

                          1.1.2 礦區地形地貌

                          本井田地處淮北平原中部,地勢平坦,地面標高+17.02m~+22.89m左右,一般在+21m左右,井田西北、東北地勢略比東南高。太原組石灰巖巖溶裂隙水在正常情況下對煤層開采無影響。

                          本區屬淮河水系,澮河由本礦(井田)北、東部流過,為常年有水河流。1984年最高洪水位:祁縣閘上游水位達+20.75m,下游達+20.70m;1978年枯水期最低水位:祁縣閘上、下游河干。1973年至1985年平均水位祁縣閘上游水位標高+17.72m,下游+16.07m;歷年最大流量,1965年臨渙865m3/s,1954年固鎮1340 m3/s ;歷年最小流量臨渙、固鎮均為零;歷年平均流量1973年至1985年臨渙7.85m3/s,固鎮23.2m3/s.自1968年12月新汴河開挖完成后,區內再也沒有發生洪水災害。對礦坑及礦區建設沒有大的影響。

                          1.1.3 礦區氣候

                          淮北地區屬季風暖溫帶半濕潤氣候,春秋季多東北風,夏季多東-東南風,冬季多北-西北風。平均風速為3m/s,最大風速可達18m/s.平均氣溫為14.4℃,最低氣溫 (1988年12月16日)為-10.9℃,最高氣溫(1988年7月8日)為40.3℃。年平均降雨量為834mm,雨量多集中在七、八兩個月。無霜期為208~220天,凍結期一般在十二月上旬至次年的2月中旬。

                          1.1.4 自然地震

                          據歷史資料記載,安徽省北部地區自公元1925年以來發生有感地震40余次,其中1960年以來,發生較大的地震有7次,具體見表1-1.

                          根據安徽省地震局1996年編制出版的安徽省地震烈度區劃圖查得,本區屬于4~6級地震區,地震基本烈度值小于Ⅵ,地震動峰值加速度值為0.05g.

                          1.1.5 工農業生產情況

                          本區村莊和人口較稠密,以農業為主,是淮北糧食生產基地之一,其次有牛、羊、魚等養殖業,礦區周邊有祁南煤礦、桃園煤礦等生產礦井。澮河是區內最大地表水體,也是農業灌溉的主要水源,由于澮河沿岸的煤礦長期把未經凈化的差,并含有大量煤粉及其它雜質的地下水排到河內后,造成了河廢水礦化度高、硬度大、水質水嚴重污染,使河水變質,無法飲用。

                          1.2 井田地質特征

                          1.2.1 井田地質構造

                          祁東煤礦位于淮北煤田宿縣礦區宿南向斜內。宿南向斜的大地構造位置屬徐淮隆起的徐宿坳陷區的南部,其主體構造表現為向斜斷塊形態,故宿南向斜為一由掀斜塊段控制而東翼又為后期逆沖構造切割的不完整向斜,向斜軸向近南北,東翼受西寺坡逆沖斷層由東向西推覆擠壓影響,淺部地層傾角較大,并發育有一系列逆斷層;西翼構造較為簡單,地層傾角較平緩,斷層稀少,詳見圖1-2.

                          宿南向斜東南部中生代巖漿巖活動較為強烈,侵入層位主要為6、7、8、9、10煤層,尤其對10號煤層影響較大。從向斜東南部到西北部,從下部煤層到中部煤層,巖漿侵入有逐漸減弱的趨勢。

                          祁東煤礦位于宿南向斜的東南端,屬宿南向斜的東南翼,其構造形態基本為一走向近東西、傾向北,傾角為10~15°左右的單斜構造,并在其上發育有次一級褶曲和斷層。

                          地質精查階段在區內查出褶曲2個、斷層15條(不含龍王廟勘探區內的F16和F20)。地震補勘階段在補勘范圍內查出褶曲一個,組合斷層45條,其中落差5m以下的為22條。

                          1.2.2 水文地質情況

                          新生界松散層厚度變化規律是受古地形制約的。在小張家潛山和閻夏潛山及其之間谷口向南形成的開闊盆地地貌和新構造斷裂影響下,新生界松散層自東北向西南逐漸增厚,兩極厚度234.70~453m,首采區一般厚度350~375m,魏廟斷層以南一般厚度>400m.

                          煤層是以孔隙水和裂隙水為主要充水水源的礦床。地表水和松散層上部一含、二含、三含的地下水被三隔所阻隔,它們對礦床開采無影響。四含直接覆蓋在煤系地層之上,厚度和巖性組合變化大。殘坡積和漫灘沉積區富水性弱,谷口沖洪積扇沉積區富水性中等,但其分布范圍有限,四含水對礦床開采是有影響的,煤系砂巖裂隙不發育,從簡易水文及抽水試驗分析,富水性弱,有的甚至具有水量衰減疏干趨勢,亦表明煤系地下水以儲存量為主,補給量不足的特點。          斷層的富水性弱,導水性亦差。

                          太原組石灰巖巖溶裂隙水在正常情況下對煤層開采無影響。

                          經過勘探測定,礦井平均涌水量為200m3/h,最大涌水量為340m3/h,屬于水文地質條件比較簡單的礦井。

                          1.3 煤層特征

                          1.3.1 煤系地層

                          本區含煤地層為石炭二疊系,石炭系暫未作勘探對象。二疊系含煤地層為山西組,下石盒子組、上石盒子組,其總厚大于788m,共含煤10~30余層,其中主要可采煤層有5層,可采煤層平均總厚10.56m.由老到新分述如下:

                          1)二疊系下統山西組(P1S)

                          本組下界為石炭系太原組一灰之頂,其間為整合接觸,上界為鋁質泥巖下砂巖之底。地層厚度為100~135m,平均124m.含9、10(不可采)兩個煤層。其巖性由砂巖、粉砂巖、泥巖和煤層組成,下部(10煤下)以深灰-灰黑色粉砂巖為主,局部地段夾灰色細砂巖;中部(9~10煤間)以粉砂巖和砂泥巖互層為主,上部(9煤以上)由砂巖、粉砂巖和泥巖組成。

                          2)二疊系下統下石盒子組(P1X)

                          本組下界為鋁質泥巖下分界砂巖之底,與山西組呈整合接觸,上界為K3砂巖之底。地層厚度為205~245m,平均厚度為234m.含4、5、6、7、8五個煤組十余層煤,主要可采煤層為61、71、82計三層。巖層由泥巖、粉砂巖、砂巖、煤層和鋁質泥巖組成。砂巖多集中于63~8煤間和4煤上;該組底界"分界砂巖"位于鋁質泥巖下10~28m,平均13m左右,但該層砂巖在本區不穩定、不甚發育,常被泥巖和粉砂巖代替。鋁質泥巖位于82煤層下3~21m,平均8m左右,巖性為淺乳灰白色,雜有紫色、綠色、黃色花斑,具鮞狀結構,富含鋁土,為本區煤巖層對比的良好標志層。

                          3)二疊系上統上石盒子組(P2S)

                          本組下界為K3砂巖之底,與下伏下石盒子組為整合接觸,上界不清,地層厚度大于400m.含1、2、3三個煤層組,其中主要可采煤層為32煤層。本組由粉砂巖、泥巖、砂巖和煤層組成,下部(3煤下)由砂巖、雜色泥巖、煤層組成,砂巖為白色-灰白色,細~中顆粒,底部砂巖成份單一,石英含量可高達90%以上;泥巖為灰色雜有大量紫色花斑,含分布不均的菱鐵鮞粒和鋁土質。中下部(3~2煤間)以紫色和灰色泥巖為主,砂巖層較少,常在3煤層頂板附近發育有厚層中細砂巖。中上部(2~1煤間)以粉砂巖和泥巖為主,間夾砂巖。上部(1煤上)以粉砂巖和砂巖為主,夾泥巖。

                          關于本礦井煤系地層的綜合柱狀圖詳見圖1-3.

                          1.3.2 煤層埋藏條件

                          本區煤層走向近東西,傾向南北,北高南低,平均傾角為8.7°,井田西部最陡處傾角為9.8~10.2°,屬于緩傾斜煤層,但煤層傾角整體小于12°,所以準備時可以考慮采用帶區準備方式;

                          基巖風化帶:15.7~17.9m;

                          強風化帶厚度:6.78~9.08m.

                          1.3.3 煤層及煤質情況

                          1)煤層情況

                          本區二疊系含煤地層共含1~11煤層(組),可采者自上而下編號為1、22、23、32、60、61、62、63、71、72、81、82、9、10計14層,其中32、71、82、9為主要可采煤層,61、63為可采煤層,1、22、23、60、62、72、81、10為局部可采煤層。主要可采煤層平均總厚10.56m. 主要可采和可采煤層為較穩定煤層,局部可采煤層為不穩定煤層,F從上而下將各主要可采煤層賦存情況分述如下:

                         。1)32煤層

                          位于地表下平均350m左右,全區可采,煤層厚度0~3.21m,平均1.82m,變異系數54%,可采指數0.91,煤層結構復雜,多具1~3層泥巖或炭質泥巖夾矸,煤層頂底板巖性以泥巖為主,局部為粉砂巖或細砂巖,砂巖、粉砂巖零星分布。綜合評定32煤層為較穩定的主要可采煤層。

                         。2)61煤層

                          61煤層位于32煤層下部20m左右的第二可采煤層,也是6煤組內發育最好的一層,全區可采的較穩定煤層,煤層厚度0~8.54m,平均1.72m,變異系數67%,可采指數0.82,大面積可采,煤層結構簡單,少有一層泥巖夾矸,煤層頂板以泥巖為主,少粉砂巖和砂巖,該煤層稍有巖漿侵入,為可采煤層。

                         。3)71煤層

                          位于61煤層下一般15m左右,是7煤組中的上分層,以33線為界,71和72發育程度有所區別,71煤層是全區發育的穩定、較穩定煤層,并且局部地段可還有72煤合并到71煤層。在33線以西71煤層厚度0~3.90m,平均1.75m,變異系數55%,可采指數0.85, 33線以東煤層厚度0~9.41m,平均厚度為2.24m.煤層結構一般以一層泥巖夾矸為多,在71和72煤層合并區內,可有2~3層夾矸。屬于復雜結構煤層。為較穩定主要可采煤層。煤層頂板巖性在25-26線以西以砂巖為主,粉砂巖次之;25-26線以東以泥巖為主,零星分布砂巖和粉砂巖。煤層底板巖性以泥巖為主,零星分布粉砂巖和細砂巖。綜合確定71煤層在33線以西為全區可采的較穩定煤層,在33線以東為主要可采的穩定煤層。

                         。4)82煤層

                          82煤距離其上部的71煤較遠,垂直距離約為160 m左右;煤層結構復雜,普遍具一層泥巖夾矸。屬較穩定的主要可采煤層。煤層發育情況仍以33線為界分東西兩部,西部煤層厚度為0~3.83m,平均厚度為1.65m,變異系數為45%,可采指數為88,面積可采率為94%;在33線以東地區,煤層厚度為0~16.42m,平均厚度為3.09m,變異系數:40線以北為63%,40線以南為61%,可采指數為0.75,面積可采率為88%,不可采范圍集中在33線附近和36線以南淺部,不可采主要為沉積原因,個別地段是巖漿巖侵入而造成的,煤層頂板巖性大部分為砂巖,粉砂巖和泥巖則為零星分布,底板巖性主要為粉砂巖,次為泥巖或砂泥巖互層。綜合確定82煤層為全區可采的較穩定煤層。

                         。5)9煤層

                          位于82煤層下10~21m,平均15m左右,因此可以與82煤集中聯合布置。煤層發育情況為32線以西煤層發育較好,32線以東發育程度較差,主要由沉積原因造成的煤層不可采,其余零星不可采區多因巖漿巖侵入破壞所致,煤層厚度的變化亦因巖漿巖侵入而遭到破壞,32線以西估算儲量范圍內煤層厚度為0~5.78m,平均厚度為2.65m,變異系數為57%,可采指數為0.84,面積可采率為93%,巖漿巖侵入點52個,占穿過點的32%,是僅次于10煤層受巖漿巖侵入破壞最大的煤層,煤層結構簡單,部分結構復雜乃因巖漿巖侵入煤層之中所造成。煤層頂板多為砂巖,其次為粉砂巖或泥巖。底板主要為泥巖,少量為粉砂巖或細砂巖。綜合確定9煤層在本礦32線以西估算儲量范圍為較穩定的主要可采煤層。

                          上述各煤層頂底板的穩定性以原煤炭科學院牛錫綽提出的分類方案為依據認為:砂巖屬中等穩定型,粉砂巖屬不穩定-中等穩定型,泥巖屬不穩定型。

                          各主采煤層之間的相互關系為:32煤層是位于最上部的主要可采煤層,其埋深為-330m,平均厚度為1.82m;61煤則是位于32煤下方30m左右的第二可采煤層,也是6煤組發育最好的一層煤,其平均厚度為平均1.52m;71煤位于61煤下部30m左右,煤層平均厚度為1.75m;82煤距離其上部的71煤較遠,垂直距離為120m,82煤的平均厚度為1.65m;9煤位于本區主要可采煤層的最下部,距82煤40m,其平均厚度為平均2.65m,可以與82煤進行聯合布置。

                          2)主采煤層煤質情況

                          32煤層為中灰、低中硫、特低磷、高揮發分、中熱值、強粘結性的氣煤,含有少量1/3焦煤。

                          61煤層為低中灰、特低硫、中高揮發分、中熱值、強粘結性的肥煤,并且局部含有少量的1/3焦煤。

                          71煤層為中灰、特低硫,特低磷、中高揮發份、中熱值、強-特強粘結性的1/3焦煤和肥煤。

                          82煤層為低中灰、低硫、特低磷、中高揮發分、中熱值、強-特強粘結性的1/3焦煤和肥煤,并且含有少量無煙煤。

                          9煤層為中灰、低硫、特低磷、中高揮發分、中熱值、強~特強粘結性的肥煤和1/3焦煤,并有少量無煙煤。

                          當煤層受巖漿巖侵入時,造成原煤灰分增加,精煤揮發分和煤的粘結性能降低,煤變質為天然焦或貧煤、無煙煤。不但降低了煤的可采性,也使煤質指標穩定性變差。

                          1.3.4 主采煤層頂底板條件

                          1)32煤層

                          頂板以泥巖(不穩定)為主,厚度兩極值為0.71~9.28m,一般為2~3.50m,局部地段變化較大;粉砂巖或砂巖頂零星分布,少見偽頂。底板一般均為泥巖,厚度多在1.50m上下,局部地段變化大。

                          2)61煤層

                          61煤層上部含有不穩定的泥巖(不穩定)偽頂,平均厚度為1.13m,偽頂上部是穩定的砂巖,厚度在3.8~6.4m之間,另有少量粉砂巖和中砂巖,該煤層稍有巖漿侵入,但整體而言,煤層的頂板條件較好。煤層底板與32煤層相似,一般為泥巖,厚度多在2.1m左右,局部地段有所增減。

                          2)71煤層(進行布置)

                          頂板巖性變化較大,粉砂巖、泥巖為主(中等穩定、不穩定),間夾砂巖,少見偽頂;不同巖性其厚度一般為:粉砂巖、泥巖>2m,砂巖>4m,局部地段變化頗大。底板基本為泥巖,罕見砂巖;厚度一般約1.50~2.0m,24~24-25線厚度約為3m.

                          3)82煤層

                          頂板砂巖為主(中等穩定),間夾粉砂巖、泥巖及巖漿巖。砂巖厚度:魏廟斷層以北F22~27線>4m,27~30線>10m;魏廟斷層以南>1.50m;局部地段變化急劇,少見偽頂。底板巖性變化頗大,泥巖、粉砂巖及砂泥巖互層相間,少見砂巖;厚度一般約2~4m.

                          1.3.5 煤層瓦斯情況

                         。1)全礦井

                          最大絕對CH4涌出量:64.09m3/min,最大相對CH4涌出量:15.61m3/t;

                          平均絕對CH4涌出量:62.99m3/min,平均相對CH4涌出量:15.34m3/t;

                          最大絕對CO2涌出量:8.55m3/min,最大相對CO2涌出量:2.08m3/t;

                          平均絕對CO2涌出量:8.53m3/min,平均相對CO2涌出量:2.07m3/t;

                         。2)分煤層

                          各煤層瓦斯壓力和瓦斯含量分別為:

                          32煤層:3.40MPa   8.05m3/t;

                          61煤層:2.30MPa   10.97m3/t;

                          71煤層:2.70MPa   10.08m3/t;

                          82煤層:2.82MPa   10.91m3/t;

                          9煤層:2.30MPa    9.09m3/t;

                          煤層突出危險性,9煤為突出煤層;32、61煤的地質構造帶有突出危險;71煤層瓦斯含量較大。

                         。3)結論

                          祁東煤礦瓦斯鑒定相對涌出量定級數據應取15.61m3?/t,故屬于高瓦斯礦井,在設計是要考慮礦井瓦斯涌出量并制定相應的預防防治措施。

                          1.3.6 煤塵爆炸特性

                          本礦各可采煤層煤塵爆炸試驗成果見表1-2.

                          由表可知,各煤層皆有一定火焰長度,煤塵爆炸指數在30左右,均大于15,皆具煤塵爆炸危險,需通入20%~85%巖粉量方可抑制煤塵爆炸。

                          2000年經煤科院撫順分院鑒定,本礦主要可采煤層32、71、82、9煤層都具有爆炸危險性。

                          無煙煤和天然焦一般不具爆炸危險性。

                          1.3.7 煤的自燃情況

                          各可采煤層在勘探階段通過燃點測試用四級分類,各煤層以Ⅲ~Ⅳ級為主(不易自燃~不自燃),局部地段為很易自燃~易自燃。

                          2000年經煤科院撫順分院鑒定,確定各煤層屬于三類不易自燃煤層,故不需要進行防治煤層自燃的具體措施。

                          1.4 本章小結

                          本章首先敘述礦區的地理位置、交通情況、地形地貌特征、地質災害、工農業發展情況,并且要簡要說明礦區氣候條件,包括年平均氣溫、最高溫度、最低溫度、結凍期、凍土深度、降雨量、風向、風速等;同時具體交代了礦區地面河流、湖泊、溝渠的分布、洪水位記錄、居民用水水源、水質情況等。

                          其次敘述了本區井田地質特征,主要包括井田地質特征、井田范圍內地質構造、礦區水文地質情況。這些井田的基本地質情況,是本礦設計的最基礎資料,也是整個礦井規劃總的基礎。

                          最后敘述了礦區煤系地層情況、煤層的埋藏條件,包括煤層走向、傾向和傾角變化,煤層露頭深度及分化帶深度;煤層層數、煤的最大、最小和平均厚度,煤層的最大、最小和平均間距,煤層的穩定性、煤層特點、煤層編號和用途,煤層結構,全礦井以及各煤層瓦斯涌出量,煤塵爆炸危險性及爆炸指數,煤的自燃傾向性。




                          2 井田境界和儲量
                          2.1 井田境界
                          2.1.1 井田境界劃分的原則
                          2.1.2 井田境界的劃分

                          2.2 井田工業儲量
                          2.2.1 資源/儲量估算范圍
                          2.2.2 資源量分類
                          2.2.3 主采煤層平均視密度
                          2.2.4 礦井主要可采煤層賦存面積計算
                          2.2.5 礦井儲量級別劃分與套改

                          2.3 井田可采儲量
                          2.3.1 煤層最小可采厚度
                          2.3.2 資源儲量界線的確定
                          2.3.3 設計采區回采率
                          2.3.4 保護煤柱儲量及可采儲量的計算
                          2.4 本章小結

                          3 礦井工作制度和設計生產能力
                          3.1 礦井工作制度
                          3.1.1 循環作業方式
                          3.1.2 綜采工作面循環作業
                          3.1.3 礦井工作制度的確定

                          3.2 礦井設計生產能力
                          3.2.1 礦井設計生產能力的影響因素
                          3.2.2 礦井設計生產能力
                          3.2.3 礦井開采能力
                          3.2.4 礦井開采能力校核

                          3.3 礦井服務年限
                          3.3.1 礦井設計服務年限
                          3.3.2 礦井年工作日數的確定
                          3.3.3 礦井每晝夜凈提升小時數的確定
                          3.4 本章小結

                          4 井田開拓
                          4.1 井田開拓的基本問題
                          4.1.1 井田開拓的內容
                          4.1.2 井田開拓方式分類
                          4.1.3 井田開拓的基本問題

                          4.2 開拓方案比較
                          4.2.1 基本情況
                          4.2.2 開拓方案技術比較
                          4.2.3 開拓方案經濟比較
                          4.3 礦井基本巷道
                          4.3.1 井筒
                          4.3.2 井底車場

                          4.4 主要開拓巷道
                          4.4.1 開拓巷道布置方式
                          4.4.2 軌道大巷
                          4.4.3 運輸大巷
                          4.4.4 回風大巷
                          4.5 本章小結

                          5 帶區巷道布置
                          5.1 煤層地質特征
                          5.1.1 煤層賦存特征
                          5.1.2 煤層物理特征
                          5.1.3 煤層工業特征
                          5.1.4 煤層瓦斯及煤塵特征

                          5.2 帶區巷道布置及生產系統
                          5.2.1 仰斜開采和俯斜開采
                          5.2.2 工作面布置方式的確定
                          5.2.3 傾斜條帶長度的確定
                          5.2.4 確定工作面長度
                          5.2.5 帶區之間的接替方式
                          5.2.6 帶區巷道布置
                          5.2.7 帶區主要硐室布置
                          5.2.8 帶區運輸、通風生產系統的確定

                          5.3 帶區車場設計
                          5.4 帶區采掘計劃
                          5.4.1 帶區主要巷道參數的確定
                          5.4.2 確定帶區生產能力
                          5.4.3 計算帶區回采率
                          5.5 本章小結

                          6 采煤方法
                          6.1 采煤方法和回采工藝
                          6.1.1 采煤方法的選擇
                          6.1.2 工作面回采工藝及設備選型
                          6.1.3 工作面裝、運煤方式
                          6.1.4 支護工藝方式選擇
                          6.1.5 采煤機工作和進刀方式
                          6.1.6 工作面頂板管理

                          6.1.7 工作面超前支護
                          6.1.8 采煤機滾筒螺旋選擇
                          6.1.9 回采工藝
                          6.1.10 工作面勞動組織
                          6.1.11 工作面生產成本
                          6.1.12 主要經濟技術指標

                          6.2 綜采工作面巷道布置
                          6.2.1 巷道掘進方式
                          6.2.2 巷道掘進施工方法
                          6.2.3 掘進施工注意事項
                          6.3 本章小結

                          7 井下運輸
                          7.1 概述
                          7.2 帶區運輸設備選擇
                          7.2.1 帶區運輸設備
                          7.2.2 分帶斜巷帶式輸送機的選型驗算
                          7.3 大巷運輸設備選擇
                          7.3.1 大巷運煤設備的選擇
                          7 3.2 大巷輔助運輸設備
                          7.3.4 列車組成計算
                          7.4 本章小結

                          8 礦井提升
                          8.1 概述
                          8.2 主副井提升
                          8.2.1 設計依據
                          8.2.2 主副井提升
                          8.3 提升鋼絲繩的選擇計算
                          8.3.1 提升鋼絲繩的選擇
                          8.3.2 鋼絲繩的驗算

                          8.4 提升機的選擇
                          8.4.1 摩擦輪的直徑確定
                          8.4.2 提升機強度校驗
                          8.5 提升電動機選擇
                          8.6 提升機與井筒的相對位置
                          8.6.1 塔式摩擦提升機的井塔高度
                          8.6.2 有導向輪式鋼絲繩對摩擦輪的圍包角
                          8.6.3 尾繩環高度
                          8.7 本章小結

                          9 礦井通風與安全
                          9.1 礦井通風系統選擇
                          9.1.1 礦井概況
                          9.1.2 礦井通風系統的基本要求
                          9.1.3 礦井通風類型的確定
                          9.1.4 設計服務范圍的確定
                          9.1.5 主要通風機的工作方法
                          9.1.6回采工作面通風類型的確定

                          9.2 全礦所需風量的計算及其分配
                          9.2.1 采煤工作面所需風量的計算
                          9.2.2 掘進工作面所需風量
                          9.2.3 硐室所需風量
                          9.2.4 其它巷道硐室所需風量
                          9.2.5 礦井總風量計算
                          9.2.6 風量分配

                          9.3礦井通風阻力計算
                          9.3.1 礦井通風的兩種路線阻力路線
                          9.3.2 礦井通風摩擦阻力計算
                          9.3.3 兩個時期的礦井總風阻和總等積孔
                          9.4礦井通風設備的選擇
                          9.4.1 選擇主要通風機
                          9.4.2 電動機選型

                          9.5礦井災害防治
                          9.5.1 井下防塵
                          9.5.2 瓦斯的預防
                          9.5.3 火災的預防
                          9.5.4 水災的預防
                          9.6 本章小結
                          10 礦井基本技術經濟指標

                          參考文獻

                          軟巖巷道變形機理研究
                          1 緒論
                          1.1 研究軟巖巷道變形機理的目的和意義
                          1.2 國內外研究現狀及存在問題
                          1.3 研究內容與方法
                          2 煤礦軟巖巷道的變形特征
                          2.1 工程軟巖
                          2.2 軟巖巷道變形特征

                          3 軟巖巷道變形機理研究
                          3.1 項目研究的試驗對象
                          3.1.1 巷道斷面特性
                          3.1.2 巷道圍巖、煤層特征
                          3.1.3 掘進范圍內采掘情況
                          3.2 巷道施工監測內容
                          3.2.1 巷道表面位移觀測
                          3.2.2 圍巖應力變化觀測

                          4 觀測結果分析
                          4.1 巷道表面位移觀測結果分析
                          4.2 巷道圍巖應力觀測結果分析
                          4.3 軟巖巷道變形機理分析
                          4.3.1 巷道支護
                          4.3.2 巷道變形機理分析

                          5 軟巖巷道變形的預防控制措施

                          本文研究軟巖巷道為大斷面礦井生產準備巷道,服務年限為20年,要求支護結構穩定、斷面滿足生產要求、經濟合理,結合圍巖特性,采用圖5所示設計方案進行施工,取得了預期的支護效果。

                          本文從軟巖的地質特性,以及軟巖巷道支護形式兩方面出發,分析了軟巖巷道的變形機理,用以指導軟巖巷道支護設計,并進行了現場實踐,取得了較好的效果。結合前文相關的分析理論,以及現場工程實際取得的效果,本文對軟巖巷道變形的預防與控制提出如下的措施:

                         。1)對于軟巖巷道,單純提高支護強度和剛度不能從根本上解決問題,簡單的聯合支護方式也不能取得預期效果。

                         。2)軟巖巷道支護,需要從兩個方面著手,即改善巷道圍巖的軟弱松散特性,和提供有效可靠的巷道支護的施工工藝,可以提高巷道圍巖自身的強度,增加其承載能力,進一步增強巷道軟巖的自穩能力。

                         。3)選擇強度合理、剛度合理的支護形式,以及合適的支護時機,對于軟巖巷道的穩定也是極為重要的,這都需要結合巷道圍巖實際的情況進行選擇確定。

                         。4)對于軟巖巷道支護,支護方案應貫徹"長短結合、剛柔互補"的支護理念,協調施工時間、空間及研究對象,充分發揮錨索、錨桿、噴砼、錨注各種支護結構各自的優勢,共同形可靠的巷道支護系統,最終實現巷道的穩定。

                          參考文獻
                          [1] 李鳳儀等。巖體開挖與維護。中國礦業大學出版社。2003
                          [2] 靖洪文等編著。軟巖工程支護理論與技術。中國礦業大學出版社。2008
                          [3] 李明遠等。軟巖巷道錨注支護理論與實踐。煤炭工業出版社。2001
                          [4] 靖洪文等。軟巖巷道圍巖松動圈變形機理及控制技術研究。中國礦業大學學報。1999.11
                          [5] 王連國。錨注支護技術在砌碹巷道修復加固中的應用[J].礦業研究與開發,2000(20)3:45-48
                          [6] 何滿潮。軟巖工程的理論與實踐[M].中國礦業大學出版社,1996
                          [7] 董方庭。巷道圍巖松動圈支護理論[J].煤炭學報,1994.4
                          [8] 張農。軟巖巷道滯后注漿圍巖控制研究[D].徐州:中國礦業大學,1999
                          [9] 楊新安。軟巖巷道錨注支護機理與技術的研究[D].徐州:中國礦業大學,1995
                          [10] 林育梁。軟巖工程力學若干理論問題的探討[J].巖石力學與工程學報,1999(18)6:690-693
                          [11] 耿獻文等。礦山壓力測控技術。中國礦業大學出版社。2002

                        致  謝

                          本設計擬定題目從三月開始,現已定稿,歷時三個多月。值此畢業設計完成之際,向我的指導老師張軍致以誠摯的謝意。在整個畢業設計與論文的寫作過程中,張軍老師和其他老師都給予了我許許多多的幫助和關懷。張老師學識淵博、治學嚴謹,在各位老師的細心指導中,我不僅系統的復習了所學的專業知識,而且使我學會了設計和論文的寫作思路和方法,同時也提高了我查閱資料、手工及CAD繪圖的能力,尤其是跟張老師一起在皖北煤電集團祁東煤礦的那段時間,使得我分析和解決實際工程問題的能力有了很大的提高。

                          其次,我要感謝各位給我們授課的老師,正是有了他們"傳道、授業、解惑",孜孜不倦的育人精神,我們才能學得非常廣泛、全面的專業知識,從對采礦的一無所知到對采礦事業熱愛,我從他們身上學到了如何分析和解決問題,以及為人處事之道。各位指導老師積極熱情、認真負責、實事求是、勤勤懇懇的工作態度,給我留下了深刻的印象,使我受益匪淺,在此我謹向各位老師表示深深的敬佩。

                          再次,我也要感謝我的母校華北科技學院,給我提供了良好的學習環境和生活環境,讓我能夠安心學習,讓我的大學生活如此的豐富多姿。同時,衷心感謝我的各位同學,與他們共同度過了人生的重要階段,我會永遠珍藏著一份兄弟情誼。在畢業論文寫作中,與他們的探討交流,也給了我很多的幫助和支持,使我受益頗多,在此深表感謝。

                          最后,向我的家人表示深深的感謝。雖然家中情況不是很好,但他們堅持供我上大學。他們的關心、鼓勵和支持,是我不斷前進的動力。這使我懂得無論身在何處,一定要珍惜學習機會,珍惜親情、友情,并時時懷揣感恩之心,努力完善自己,不斷提高自身素質,爭取成為一個對社會有益的人。

                          畢業設計的完成,意味著大學生活即將結束,同時這也是一個新的開始。我會永感謝那些曾經給予我幫助的人,同時,我也會在以后的工作和學習中勤勤懇懇、踏踏實實,為創建更加和諧的美好社會貢獻自己的力量。

                        (如您需要查看本篇畢業設計全文,可點擊全文下載進行查看)

                        相關內容
                        好優論文定制中心主要為您提供代做畢業設計及各專業畢業論文寫作輔導服務。 網站地圖
                        所有論文、資料均源于網上的共享資源以及一些期刊雜志,所有論文僅免費供網友間相互學習交流之用,請特別注意勿做其他非法用途。
                        如有侵犯您的版權或其他有損您利益的行為,請聯系指出,論文定制中心會立即進行改正或刪除有關內容!
                        免费看男阳茎进女阳道视频