机械5

主要内容和要求： 以实习矿井涡北煤矿条件为基础，完成涡北煤矿1.80Mt/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。 结合煤矿生产前沿及矿井设计情况，撰写一篇关于高瓦斯矿井瓦斯抽放系统研究的专题。 完成与采矿有关的科技翻译一篇，题目为“A
nalytical models for rock bolts”， 3763字符。 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。 一般部分为涡北煤矿1.8 Mt/a的新井设计。涡北煤矿位于安徽省涡阳境内，交通十分便利。井田走向（南北）长平均约6 km，倾向（东西）长平均约3.2km，井田水平面积为19 km2。主采煤层两层，即81、82号煤层，平均倾角23°，平均厚度分别为3.96 m和8.70m。井田工业储量为233.60 Mt，可采储量126.60Mt，矿井服务年限为50.24 a。井田地质条件简单。表土层平均厚度32 m；矿井正常涌水量为420 m3/h，最大涌水量为860 m3/h；煤层硬度系数f=2~3，煤质牌号为JM；矿井绝对瓦斯涌出量为7.50m3/mi
n，属低瓦斯矿井；煤层无自燃发火倾向，煤尘具有爆炸危险性。 根据井田地质条件，提出四个技术上可行开拓方案。方案一：立井两水平开采，暗斜 井延深，一水平设在-700 m，二水平设在-1000m；方案二：立井两水平开采，立井延深，一、二水平分别设在-700 m和-1000m；方案三：立井三水平开采，立井延伸，分别设在-600 m、-800m和-1000m；方案四：立井三水平开采，暗斜井延伸，分别设在-600 m、-800m和 -1000m。通过技术经济比较，最终确定方案一为最优方案。将主采煤层划分为两个水平，一水平标高-700 m，二水平标高-1000m。 设计首采区采用采区准备方式，工作面长度220 m，采用一次采全高采煤法，全部跨 落法处理采空区。矿井采用“四六”制作业，三班生产，一班检修。生产班每班2个循环， 日进6个循环，循环进尺0.6 m，日产量4233.66 t。 大巷采用带式输送机运煤，辅助运输采用架线式电机车牵引1.5 t固定箱式小矿车。主井装备两套20t异卸载多绳摩擦式双箕斗提煤，副井装备两套1.5t双层宽罐笼带平衡锤担负辅助运输任务。矿井采用中央并列式通风。通风容易时期矿井总需风量6673.8 m3/mi
n，矿井通风总阻力996.2Pa，风阻0.061N·s 2/m8，等积孔4.80 m2，矿井通风容易。矿井通风困难时期矿井总风量6673.8 m3/mi
n，矿井通风总阻力2799.77 Pa，风阻0.172 N·s 2/m8，等积孔2.86m2，矿井通风中等困难。设计矿井的工作面吨煤成本32元/t。 专题部分题目是高瓦斯矿井瓦斯抽放系统研究。 翻译部分是一篇关于锚杆的分析模型的，英文原文题目为：A
nalytical models for rock bolts。 关键词：立井；大采高；双巷掘进；中央并列式 ABSTRACT This desig
n ca
n be divided i
nto three sectio
ns: ge
neral desig
n, mo
nographic study a
nd tra
nslatio
n of a
n academic paper. The ge
neral desig
n is about a 1.8 Mt/a
new u
ndergrou
nd mi
ne desig
n of Guobei coal mi
ne. Guobei coal mi
ne lies i
n Guoya
ng, A
nhui provi
nce. The traffic is very co
nve
nie
nt. It’s about6 km o
n the strike a
nd 3.2 km o
n the dip, with the 19 km2 total horizo
ntal area. The mi
nable coal seam of this mi
ne is 81 a
nd 82 with a
n average thick
ness of 3.96 m a
nd 8.70m. The average dip is 23°. The proved reserves of this coal mi
ne are 233.60 Mt a
nd the mi
nable reserves are 126.60 Mt, with a mi
ne life of 50.24 a. The geological co
nditio
n of the mi
ne is relatively simple. The
normal mi
ne i
nflow is 420m3/h a
nd the maximum mi
ne i
nflow is 860 m3/h. It is bitumi
nous coal with low mi
ne gas emissio
n rate a
nd
no coal spo
nta
neous combustio
n te
nde
ncy, a
nd it’s a coal seam liable to explosio
n. Based o
n the geological co
nditio
n of the mi
ne, I bri
ng forward four available project i
n tech
nology. The first is vertical shaft developme
nt with two mi
ni
ng levels a
nd the exte
nsio
n of i
ncli
ned shaft from -700m to -1000 m; thr seco
nd is vertical shaft developme
nt with two mi
ni
ng levels a
nd the exte
nsio
n of vertical shaft from -700m to -1000 m; the third is vertical shaft developme
nt with three mi
ni
ng levels(-600m、-800m、-1000m) a
nd the exte
nsio
n of i
ncli
ned shaft; the last is vertical shaft developme
nt with three mi
ni
ng levels(-600m 、 -800m 、 -1000m) a
nd the exte
nsio
n of vertical shaft. The first project is the best compari
ng with other three project i
n tech
nology a
nd eco
nomy. The first level is at -700 m, a
nd the seco
nd level is at -1000 m. Desig
ned first mi
ni
ng district makes use of the method of preparatio
n i
n mi
ni
ng area, the le
ngth of worki
ng face is 220 m, which uses fully-mecha
nized coal mi
ni
ng tech
nology, a
nd fully cavi
ng method to deal with goaf. The worki
ng system is “four-sixt”,with three teams mi
ni
ng, a
nd the other overhauli
ng. Every mi
ni
ng team makes three worki
ng cycle, with six worki
ng cycle everyday. Adva
nce of worki
ng cycle is 0.6 m, a
nd qua
ntity of 4233.66 to
n coal is makedeveryday. Mai
n roadway makes use of belt co
nveyor to tra
nsport coal resource, a
nd mi
ne car to be assista
nt tra
nsport. Mai
n shaft makes use of skip to tra
nsport coal resource, whe
n subsidiary shaft makes use of cage to be assista
nt tra
nsport. I
n the prophase of mi
ni
ng the mi
ne makes use of ce
ntralized ve
ntilatio
n method,whe
n i
n the eve
ni
ng of mi
ni
ng the mi
ne makes use of areas ve
ntilatio
n method. At the easy time of mi
ne ve
ntilatio
n, the total air qua
ntity is 6673.8 m3 per mi
nute, the total mi
ne ve
ntilatio
n resista
nce is 996.2 Pa, the coefficie
nt of resista
nce is 0.061 N·s 2/m8, equivale
nt orifice is 4.80 m2. At the difficult time of mi
ne ve
ntilatio
n, the total air qua
ntity is about 6673.8 m3 per mi
nute, the total mi
ne ve
ntilatio
n resista
nce is 2799.77 Pa, the coefficie
nt of resista
nce is 0.172 N·s 2/m8, equivale
nt orifice is 2.86 m2. The cost of the desig
ned mi
ne face is 32 yua
n per to
n. The mo
nographic study is High-gas coal mi
ne gas drai
nage system. The tra
nslated academic paper is about A
nalytical models for rock bolts. Keywords：shaft ; large mi
ni
ng height ; double thu
n
nel drivage ; ce
ntralized juxtapose ve
ntilatio
n. 目录 一般设计部分 1井田概况及地质特征1 1.1.井田概况1 1.1.1.交通位置1 1.1.2.地貌水系1 1.1.3.气象1 1.1.4.地震1 1.1.5.矿区内工农业生产、建筑材料等概况1 1.1.6.区域电源2 1.1.7.水源2 1.2.地质特征3 1.2.1.地质构造3 1.2.2.煤层与煤质5 1.2.3.其它开采技术条件5 2井田境界和储量10 2.1.井田境界10 2.2.矿井工业储量10 2.2.1.勘查方法、勘查类型及勘查工作布置原则10 2.2.2.储量计算原则10 2.2.3.储量计算11 2.3.可采储量13 3矿井设计生产能力及服务年限15 3.1.矿井工作制度15 3.2.矿井设计生产能力及服务年限15 3.2.1.确定依据15 3.2.2.矿井设计生产能力15 3.2.3.矿井服务年限15 4井田开拓17 4.1.井田开拓的基本问题17 4.1.1.确定井筒形式、数目、位置及坐标17 4.1.2.工业场地的位置19 4.1.3.开采水平的确定及采盘区的划分19 4.1.4.主要开拓巷道19 4.1.5.方案比较19 4.2.矿井基本巷道24 4.2.1.井筒24 4.2.2.井底车场及硐室28 4.2.3.主要开拓巷道29 5准备方式——采区巷道布置33 5.1.煤层地质特征33 5.1.1.采区位置33 5.1.2.采区煤层特征33 5.1.3.煤层顶底板岩石构造情况33 5.1.4.水文地质33 5.1.5.地质构造33 5.2.采区巷道布置及生产系统33 5.2.1.采区准备方式的确定33 5.2.2.采区巷道布置34 5.2.3.采区生产系统35 5.2.4.采区内巷道掘进方法36 5.2.5.采区生产能力及采出率36 5.3.采区车场选型设计37 6采煤方法38 6.1.采煤工艺方式38 6.1.1.采区煤层特征及地质条件38 6.1.2.确定采煤工艺方式38 6.1.3.回采工作面参数38 6.1.4.回采工作面破煤、装煤方式39 6.1.5.回采工作面支护方式40 6.1.6.端头支护及超前支护方式42 6.1.7.各工艺过程注意事项43 6.1.8.回采工作面正规循环作业44 6.2.回采巷道布置46 6.2.1.回采巷道布置方式46 6.2.2.回采巷道参数46 7井下运输48 7.1.概述48 7.1.1.矿井设计生产能力及工作制度48 7.1.2.煤层及煤质48 7.1.3.运输距离和货载量48 7.1.4.矿井运输系统48 7.2.采区运输设备选择49 7.2.1.设备选型原则： 49 7.2.2.采区运输设备选型及能力验算49 7.3.大巷运输设备选择51 7.3.1.主运输大巷设备选择51 7.3.2.辅助运输大巷设备选择51 8矿井提升54 8.1.矿井提升概述54 8.2.主副井提升54 8.2.1.主井提升54 8.2.2.副井提升56 9矿井通风及安全58 9.1.矿井通风系统选择58 9.1.1.矿井概况58 9.1.2.矿井通风系统的基本要求58 9.1.3.矿井通风方式的确定58 9.1.4.主要通风机工作方式选择59 9.1.5.采区通风系统的要求60 9.1.6.工作面通风方式的选择60 9.1.7.回采工作面进回风巷道的布置61 9.2.矿井风量计算61 9.2.1.工作面需风量计算61 9.2.2.备用面需风量的计算62 9.2.3.掘进工作面需风量62 9.2.4.硐室需风量63 9.2.5.其它巷道所需风量64 9.2.6.矿井总风量64 9.2.7.风量分配64 9.3.矿井阻力计算65 9.3.1.矿井最大阻力路线65 9.3.2.矿井通风阻力计算66 9.3.3.矿井通风总阻力67 9.3.4.两个时期的矿井总风阻和总等积孔68 9.4.选择矿井通风设备69 9.4.1.选择主扇69 9.4.2.电动机选型70 9.5.安全灾害的预防措施70 9.5.1.预防瓦斯和煤尘爆炸的措施70 9.5.2.预防井下火灾的措施71 9.5.3.防水措施71 10设计矿井基本技术经济指标73 专题部分 高瓦斯矿井瓦斯抽放系统研究75 摘要75 1.绪论75 10.1.瓦斯及瓦斯事故75 10.2.瓦斯灾害的治理对策76 10.3.国内外研究现状76 2.瓦斯赋存及运移规律分析77 2.1.瓦斯吸附解吸特征77 2.2.瓦斯在煤层中的运移规律78 2.3.瓦斯在煤层中的流动规律78 3.瓦斯抽放方法79 3.1.抽放瓦斯原则79 3.2.影响瓦斯抽放方法选择的因素80 3.3.瓦斯抽放方法的抽放率及其适用条件80 4.影响抽放管网系统的抽放效果的因素81 4.1.国内矿井瓦斯抽放率低的原因分析81 4.2.提高矿井瓦斯抽放率的途径83 5.抽放管网系统的优化管理技术89 5.1.矿井抽放系统的可行性分析89 5.2.积极改造抽放系统提高系统能力90 5.3.建立合理有效的瓦斯抽放管路监测系统91 5.4.建立合理有效的管理制度92 6.结论与展望94 6.1.结论94 6.2.前景展望94 翻译部分 ANALYTICAL MODELS FOR ROCK BOLTS 96 Abstract 96 1.I
ntroductio
n 96 2.Coupli
ng betwee
n the bolt a
nd the rock 98 3.Co
ncludi
ng remarks 98 锚杆的分析模型99 摘要： 99 1、前言99 2、锚杆和岩石的联结100 3、结论101 参考文献102 致谢103