采矿工程毕业设计论文孔庄煤矿1.2Mta新井设计全套图纸

1、编号： （）字号本科生毕业设计（论文）全套图纸，完整加全套图纸，完整加 153893706题目：孔庄煤矿 1.2mt/a 新井设计 浅析矿井煤与瓦斯突出机理及防治 姓名：学号：01080041班级：采矿工程 2008-2 班二一二年六月中国矿业大学本科生毕业设 计姓 名：学 号：01080041学 院：矿矿 业业 工工 程程专 业：采采 矿矿 工工 程程 设计题目：孔庄煤矿孔庄煤矿 1.2mt/a 新井设计新井设计专 题： 浅析矿井煤与瓦斯突出机理及防治浅析矿井煤与瓦斯突出机理及防治 指导教师：职 称： 讲讲 师师 2012 年 6 月徐州中国矿业大学毕业论文任务书学院矿业工程专业年级采矿工程

2、 2008 级学生姓名任务下达日期任务下达日期： 2012 年年 1 月月 14 日日毕业论文日期：毕业论文日期：2012 年年 3 月月 14 日至日至 2012 年年 6 月月 8 日日毕业论文题目：毕业论文题目：孔庄煤矿孔庄煤矿 1.2mt/a 新井设计新井设计毕业论文专题题目：毕业论文专题题目：浅析矿井煤与瓦斯突出机理及防治浅析矿井煤与瓦斯突出机理及防治毕业论文主要内容和要求：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，本毕业设计分为一般部分、专题部分根据采矿工程专业毕业设计大纲，本毕业设计分为一般部分、专题部分和翻译部分，具体包括：和翻译部分，具体包括：1、一般部分：孔庄煤

3、矿、一般部分：孔庄煤矿 1.2mt/a 新井设计，主要内容包括：矿井概况、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。风系统、矿井运输提升等。2、专题部分：浅析矿井煤与瓦斯突出机理及防治。、专题部分：浅析矿井煤与瓦斯突出机理及防治。3、翻译部分：完成近、翻译部分：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，要求不少于文翻译一篇，要求不少于 3000 字符。字符。院长签字：指导教师签字：中

4、国矿业大学毕业论文指导教师评阅书指导教师评语（基础理论及基本技能的掌握；独立解决实际问题的能力；研究内容的理论依据和技术方法；取得的主要成果及创新点；工作态度及工作量；总体评价及建议成绩；存在问题；是否同意答辩等）：成绩：指导教师签字：年月日中国矿业大学毕业设计评阅教师评阅书评阅教师评语（选题的意义；基础理论及基本技能的掌握；综合运用所学知识解决实际问题的能力；工作量的大小；取得的主要成果及创新点；写作的规范程度；总体评价及建议成绩；存在问题；是否同意答辩等）：成绩：评阅教师签字：年月日中国矿业大学毕业论文答辩及综合成绩答辩情况回答问题提出问题正确基本正确有一般性错误有原则性错误没有回答答辩委

5、员会评语及建议成绩：答辩委员会主任签字：年月日学院领导小组综合评定成绩：学院领导小组负责人：年月日摘要本设计包括三个部分：一般部分、专题部分和翻译部分。一般部分为孔庄煤矿 1.2mt/a 新井设计。孔庄煤矿位于江苏省徐州市西北大约 80km处，井田位于江苏省沛县和山东省微山县境内，其东为山东省微山县金源煤矿，南、北分别是江苏天能集团的沛城煤矿和上海大屯能源股份有限公司的徐庄煤矿。井田平均走向长度 5.4km，平均倾向长度 3.2km，井田面积约 17.3km2。煤层倾角平均为 12，倾角变化较小，可采煤层为 7 煤和 8 煤，设计煤层为 8 煤，平均厚度 5.0m。矿井工业储量302.2mt，

6、可采储量 200.6mt，设计服务年限 111.4a。矿井正常涌水量 185m3/h，最大涌水量 345m3/h。矿井相对瓦斯涌出量 1.84m3/min，属低瓦斯矿井。煤层自燃倾向性为三类，煤尘具爆炸危险性。根据井田地质条件，提出四个技术上可行的开拓方案。方案一：立井单水平开拓加辅助水平开拓，一水平上山开采，辅助水平上下山开采，辅助水平大巷设在煤层中；方案二：立井加暗斜井延伸两水平开拓，水平通过石门与其水平岩石大巷相连通，二水平通过井底车场与二水平岩石大巷相连通；方案三：立井两水平开拓（岩巷），立井延伸，设两水平，两水平均通过石门与上下水平岩石大巷相连通；方案四：立井两水平开拓（煤巷），立井

7、延伸，设两水平，两水平均通过石门与上下水平煤层大巷相连通。通过粗略和详细技术经济比较，最终确定方案三为最优方案。一水平标高-660m，二水平标高-820m。整个井田划分为 5 个采区。采用中央并列式通风。矿井采用采区式准备方式，工作面设计长度 200m。采用综合机械化一次采全高工艺。矿井年工作日为 330d，昼夜净提升时间为 16h。矿井采用“三八”制工作制度，两班生产，一班检修。生产班每班完成 3 个采煤循环。循环进尺为 0.5m，日产量 3866.94mt。矿井煤炭采用胶带输送机运输，辅助运输采用蓄电池式电机车牵引固定箱式矿车。主井采用两对 12t 底卸式箕斗提煤，副井采用一对 1.5t

8、矿车双层四车加宽罐笼运送物料和升降人员。专题部分题目为：浅析矿井煤与瓦斯突出机理及防治。主要综述了煤与瓦斯突出事故的机理、预测及指标检验、防治和保障体系。翻译部分主要内容是关于基于 lbm 的计算机模拟巷道中瓦斯的运移和阻滞模型及其应用。英文题目是：simulation model of gas migration and hindering in underground tunnel based on lbm。关键词：关键词：立井；两水平；采区；综合机械化一次采全高；中央并列式通风abstractthis design includes three parts: the general de

9、sign, the monographic study and the translation.the general design is about a 1.2mt/a new underground mine design of kongzhuangcoal mine.kongzhuangcoal mine lies in the northwest of xuzhou city, jiangsu province. the transportation in the mining area is very convenient.its about 5.4km on the strike

10、and 3.2km on the dip, with the 17.3km2 total area.there are 2 minable coal seam. the main aquifer coal seam is 8 coal seam with an average thickness of 5.0m, and theaverage dip of 8 coal seam is 12.the proved reserves of this coal mine are 302.2mt and the minable reserves are 200.6mt, with a mine li

11、fe of 111.4a. the normal mine inflow is 185m3/h and the maximum mine inflow is 345m3/h. the mine relative gas emission quantity is 4.436m3/t, and the absolute gas emission quantity is 30.806m3/min. thus, it is a low gas mine. the coal seam has spontaneous combustion tendency, and the coal dust has e

12、xplosion hazard.based on the geological conditions of the mine, four available project in technologywasbrought forward.the first is vertical shaft development with a single mining level including a auxiliary level;the secondis vertical shaft development with two mining levels, the deep extension of

13、blind slope;the third is vertical shaft development with two mining levels, and thetunnel is set in the rock seam;the last is vertical shaft development with two mining levels, and thetunnel is set in the coal seam.the third project is the best comparing with other three projects in technology and e

14、conomy. the first mining level is -660m, the second mining level is -820m.the mine field is divided into five mining districts.the type of mine ventilation is the centralized juxtapose ventilation.designed first mining district makes use of the method of the mining district preparation.the design le

15、ngth of working face is 200m, which uses fully mechanized mining overallheight in one times technology.the working days in one year are 330. everyday it takes 16 hours in lifting the coal. the operation modein the mine is “three-eight”with two teams miningand the other overhauling. every mining team

16、 makes three working cycle. so everyday there are 6workingcycles. the advance of a working cycle is 0.5m, and the quantity of 3866.94ton coal is makedeveryday.main roadway makes use of belt conveyor to transport coal resource,and mine car to be assistant transport.the main shaft uses two double 12t

17、skips to lift coal and the auxiliary shaft uses a twins wide 1.5t four-car double-deck cage to lift material and personnel transportation.the monographic study entitled “initial analysis on themechanism and prevention of coal and gas outburst”. the study mainly summarizedthemechanism,forecast,verify

18、,prevention and insurance system of coal and gas outburst.the translated academic paper is about numerical simulation of the gas migration and hindering in the tunnel. its title is “simulation model of gas migration and hindering in underground tunnel based on lbm”.keywords:shaft; two mining levels;

19、 mine district; fully mechanized mining overallheight inone times technology; centralized juxtapose ventilation目录一般部分一般部分1 矿区概述及井田地质特征矿区概述及井田地质特征.11.1 矿区概述.11.1.1 井田位置.11.1.2 交通.11.1.3 矿权.11.1.4 自然地理.21.1.5 矿区经济概况.21.1.6 水源及电源.21.2 井田地质特征.21.2.1 区域地层.21.2.2 井田地质构造.31.2.3 水文地质特征.51.2.4 其它有益矿物.61.3 煤层

20、特征.71.3.1 煤层概况.71.3.2 煤层赋存状况.91.3.3 煤质.91.3.4 瓦斯.91.3.5 煤尘及煤的自燃.92 井田境界和储量井田境界和储量.102.1 井田境界.102.1.1 井田范围.102.1.2 开采界限.102.1.3 井田尺寸.102.2 井田地质勘探.102.3 矿井地质储量.102.3.1 储量计算基础.102.3.2 矿井地质储量计算.112.3.3 矿井工业储量计算.122.4 矿井可采储量.122.4.1 井田边界保护煤柱.122.4.2 工业广场保护煤柱.132.4.3 断层保护煤柱.142.4.4 大巷保护煤柱.142.4.5 矿井可采储量.1

21、53 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限矿井工作制度、设计生产能力及服务年限.163.1 矿井工作制度.163.2 矿井设计生产能力及服务年限.163.2.1 确定依据.163.2.2 矿井设计生产能力.163.2.3 矿井服务年限.163.2.4 井型校核.174 井田开拓井田开拓.184.1 井田开拓的基本问题.184.1.1 确定井筒形式、数目、位置.184.1.2 阶段划分和开采水平的确定.204.1.3 工业场地的位置.214.1.4 主要开拓巷道.214.1.5 开拓方案比较.214.2 矿井基本巷道.324.2.1 井筒.324.2.2 井底车场及硐室.354.2.3 主要开拓

22、巷道.375 准备方式准备方式采区巷道布置采区巷道布置.415.1 煤层地质特征.415.1.1 采区位置.415.1.2 采区煤层特征.415.1.3 煤层顶底板岩石构造情况.415.1.4 水文地质.415.1.5 地质构造.415.1.6 地表情况.415.2 采区巷道布置及生产系统.415.2.1 采区位置及范围.425.2.2 采煤方法及工作面长度的确定.425.2.3 确定采区各种巷道的尺寸、支护方式及通风方式.425.2.4 煤柱尺寸的确定.425.2.5 采区巷道的联络方式.435.2.6 采区接替顺序.435.2.7 采区生产系统.435.2.8 采区内巷道掘进方法.445.

23、2.9 采区生产能力及采出率.445.3 采区车场选型设计.455.3.1 确定采区车场形式.455.3.2 采区主要硐室布置.466 采煤方法采煤方法.486.1 采煤工艺方式.486.1.1 采区煤层特征及地质条件.486.1.2 确定采煤工艺方式.486.1.3 回采工作面参数.496.1.4 回采工作面破煤、装煤方式.496.1.5 回采工作面支护方式.526.1.6 端头支护及超前支护方式.536.1.7 各工艺过程注意事项.546.1.8 回采工作面正规循环作业.566.2 回采巷道布置.586.2.1 回采巷道布置方式.586.2.2 回采巷道参数.587 井下运输井下运输.61

24、7.1 概述.617.1.1 井下运输设计的原始条件与数据.617.1.2 运输距离和货载量.617.1.3 井下运输系统.627.2 采区运输设备选择.637.2.1 设备选型原则.637.2.2 采区运输设备的选型及能力验算.637.2.3 采区运输能力验算.657.3 大巷运输设备选择.668 矿井提升矿井提升.688.1 矿井提升概述.688.2 主副井提升.688.2.1 主井提升.688.2.2 副井提升.709 矿井通风及安全矿井通风及安全.729.1 矿井通风系统选择.729.1.1 矿井概况.729.1.2 矿井通风系统的基本要求.729.1.3 矿井通风方式的确定.729.

25、1.4 主要通风机工作方式选择.739.1.5 采区通风系统的要求.749.1.6 工作面通风方式的选择.749.1.7 回采工作面进回风巷道的布置.759.2 采区及全矿所需风量.759.2.1 采煤工作面实际需要风量.759.2.2 掘进工作面需风量.779.2.3 硐室需风量.789.2.4 其它巷道所需风量.789.2.5 矿井总风量.789.2.6 风量分配.799.3 矿井通风总阻力计算.809.3.1 矿井通风总阻力计算原则.809.3.2 确定矿井通风容易和困难时期.809.3.3 矿井最大阻力路线.809.3.4 矿井通风阻力计算.839.3.5 矿井通风总阻力.849.4

26、选择矿井通风设备.859.4.1 选择主要通风机.859.4.2 电动机选型.879.5 防止特殊灾害的安全措施.889.5.1 瓦斯管理措施.889.5.2 煤尘的防治.889.5.3 预防井下火灾的措施.889.5.4 防水措施.8910 矿井基本技术经济指标矿井基本技术经济指标.90专题部分专题部分1 绪论绪论.921.1 研究背景及意义.921.1.2 煤与瓦斯突出的危害.931.2 国内外研究现状.941.2.1 国外研究现状.941.3 突出发生条件与突出机理.961.3.1 突出发生条件.961.3.2 突出发生的机理.971.4 煤与瓦斯突出的一般特点.981.5 突出征兆.1

27、002 煤与瓦斯突出的预测煤与瓦斯突出的预测.1002.1 煤与瓦斯突出预测及效果检验.1002.1.1 煤与瓦斯突出区域性预测.1012.1.2 区域措施效果检验.1012.2 煤与瓦斯突出工作面预测.1022.2.1 综合指标法.1022.2.2 钻屑瓦斯解吸指标法.1022.2.3 钻屑指标法.1042.2.4 复合指标法.1042.2.5 r 值指标法.1053 煤与瓦斯突出的防治煤与瓦斯突出的防治.1053.1 煤与瓦斯突出防治的区域性措施.1053.1.1 开采保护层.1053.1.2 预抽煤层瓦斯.1073.2 煤与瓦斯突出防治的局部措施.1103.2.1 基本措施.1113.2

28、.2 增强措施.1113.2.3 保障措施.1114 煤与瓦斯突出防治的保障体系煤与瓦斯突出防治的保障体系.1125 结论结论.112翻译部分翻译部分英文原文英文原文.114中文译文中文译文.125致谢致谢.131一般部分1 矿区概述及井田地质特征1.1 矿区概述1.1.1 井田位置井田位置孔庄煤矿位于江苏省徐州市西北大约 80km 处，井田位于江苏省沛县和山东省微山县境内，其东为山东省微山县金源煤矿，南、北分别是江苏天能集团的沛城煤矿和上海大屯能源股份有限公司的徐庄煤矿。其主井地理坐标为东经1165713，北纬 34 5020。井田采矿登记边界东西走向长约为12.98km，南北平均宽约为 3

29、.40km，总面积约为 44.13km2。1.1.2 交通交通矿区交通方便，有徐（州）沛（屯）铁路专用线，在沙塘与陇海铁路接轨，全长 82.87km，有矿区支线到达孔庄煤矿。区内公路四通八达，徐州济宁省级公路纵贯矿区南北，矿区内连通中心区和各矿的公路、铁路通畅。京杭大运河从矿区东部通过，可供 100 吨级机船常年航行，水路交通也较方便，详见矿区交通位置图(图 1-1-1)。图 1-1-1 孔庄矿交通位置图1.1.3 矿权矿权孔庄煤矿采矿许可证是由中华人民共和国国土资源部 2000 年 4 月 29 日签发的，证号为：1000000020072，矿权范围由 24 个拐点坐标组成。采矿登记面积为

30、41.1355km2，开采深度为-160m 至-1300m，有效期限自 2000 年 4 月至2029 年 4 月。1.1.4 自然地理自然地理孔庄井田地貌属黄淮冲积平原，为第四系地层覆盖地区，地势较平坦，地表广泛分布古黄河泛滥的砂质粘土，地形西高东低，陆地地面高程大部分在33.035.5m 之间，东部昭阳湖湖底高程为 32.0m 左右，井田内湖堤高程为38.840.0m，历年最高洪水位为 37.01m（1957 年）。本区属黄河流域与长江流域过渡性气候，为季风型大陆性气候，冬季严寒干燥，夏季炎热多雨。据沛县气象站资料：历年来平均降雨量 738.2mm，最大降雨量 1290.1mm（2003

31、年），最小降雨量 425.9mm（1988 年），最大日降雨量为 340.7mm（1971 年 8 月 9 日），大气降水多集中在 7、8 月份，年平均蒸发量为 1475.1mm。年平均气温为 14.2，日最高气温为 40.3（1972 年 6 月11 日），日最低气温为-15.7(1990 年 2 月 1 日)。历年最大冻土层深度19.0cm（1969 年），平均为 12.0cm。该地区多季节风，春夏季多东南风，秋冬季多偏北风，全年以东南偏东风为主，平均风速 2.1m/s，最大风速 20.0m/s,湖区风力一般在 5 级左右，雷暴期在 49 月份。根据国家颁布的地震动参数区划图 gb18306-2001 标准，大屯矿区地震动峰值加速度处于 0.05 至 0.10g 烈度分界线附近，大部分是 0.10g，部分是0.05g。1.1.5 矿区经济概况矿区经济概况沛县为全国重要商品粮生产基地，微山湖大米为优良无公害大米，且本区工业经济发展迅速。已形成机械、食品、化工、纺织四大工业体系。沛县又是全国重要的煤炭生产基地。1.1.6 水源及电源水源及电源矿区内供作水源的有第四系地下水，地表的湖水和河水，水质一般较好。孔庄矿的生活用水取自第四系地下水，生产用水为