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采礦學課程設計-資料下載頁

2025-01-18 12:55本頁面
  

【正文】 16/24 型支架的技術特征見表 43。表 43 ZFQ240016/24 型支架技術參數項目 技術特征 單位型式 ZFQ240016/24放煤型式 雙輸送機、擺動后尾梁插板支撐高度 ~ m寬度 1470 m中心距 1500 m初撐力 1800 KN工作阻力 2400 KN支護強度 MPa對底板比壓 MPa適應傾角 ≦35 176。供液泵壓 MPa運輸尺寸 389014701600 (長*寬*高)m支架重量 t設計單位 鄭州煤機廠制造單位 鄭州煤機廠② 工作面端頭支護設備選型由于工作面的上下出口處懸頂面積大,機械設備多,又是材料和人員出入的交通口,所以,必須加強支護。針對本設計工作面的具體特點,不僅要采煤,而且要放煤,機械《采礦學》課程設計27設備比一般的工作面要多,同時,端頭受到水的影響,如果采用液壓支柱則因液壓支柱承受能力低造成支柱扎底,所以決定采用端頭支架支護,其支架型式為自移式液壓端頭支架。根據支架選型要求及設計的特點,選用 ZT4410/18/ 型端頭支架,其技術參數見表 44。表 44  ZT4410/18/ 型端頭支架技術參數項目 參數 單位最低 1800 Mm高度最高 4250 Mm煤層傾角 <25 176。初撐力 3773 KN工作阻力 4416 KN支架中心距 1500 Mm支護強度 MPa對底板最大比壓 MPa⑷ 區(qū)段平巷膠帶運輸機表 45 膠帶輸送機參數表型號 SSJ1000/2160輸送能力(t/h) 1000輸送距離(m) 1200帶速(m/s) 最大坡度(176。) 177。3儲帶長度(m) 100機頭尺寸 寬高(mm) 26461705長度(m) 15機尾搭接軌距(mm) 1362整機性能質量(t) 120型號 YSB—160功率(kW) 2160電動機電壓(V) 660/1140減速比 i 寬度(mm) 1000輸送帶類型 阻燃輸送帶選用 SSJ1000/2160 型可伸縮膠帶輸送機,技術參數如下表 45 所示?!恫傻V學》課程設計28㈡ 綜采工藝方式的選擇綜采工藝方式一般分為兩種:⑴ 及時支護 即在采煤機割煤后先移支架,再移輸送機,工藝過程為采煤—移架—推溜。此方式應用較多,特別是在頂板不穩(wěn)定的的情況下,為防止端面冒頂,必須采用及時支護方式。⑵ 滯后支護 即在采煤機過后,先推溜再移架。回采工藝方式為:采煤—推刮板輸送機—移架。移架滯后割煤較大距離,頂板懸露面積較大。因此,該方式使用于頂板不宜冒落的條件下。遵循安全第一的原則,本礦回采工作面采用及時支護的工藝方式。㈢ 采煤機的工作方式和進刀方式⑴ 綜采工作面采用雙滾筒采煤機采煤時,普遍采用先進刀后移架的斜切進方式。根據煤層采高及人工清煤的大小,雙滾筒采煤機一般采用雙向割煤。在特殊的條件下也可采用單向采煤。⑵ 綜采工作面中部斜切進刀,其特點是輸送機彎曲段在工作面中部,其過程為;采煤機割煤至工作面左端,采煤機跑空車至工作面中部,沿輸送機彎曲段斜切進刀,割煤至右端;移直輸送機,采煤機跑空至工作面中部,自中部割煤至工作面左端,移半部輸送機到煤壁,恢復初始狀態(tài)。采用端部斜切進刀,工作面端頭作業(yè)時間較長,采煤機等待移機頭時間較長,影響有效割煤時間長;采用中部斜切進刀,可以提高開機率,可以提高采煤機的裝煤效果。SL500 AC 型 采 煤 機 為 雙 滾 筒 采 煤 機 , 割 煤 方 式 為 雙 向 割 煤 。 向 右 牽 引 時 , 前 滾筒 為 右 螺 旋 , 順 時 針 旋 轉 , 沿 頂 煤 割 煤 ; 后 滾 筒 向 左 割 煤 , 逆 時 針 旋 轉 , 沿 底 割 煤 ;向 左 牽 引 則 與 次 相 反 。 這 種 割 煤 方 式 優(yōu) 點 是 : 司 機 操 作 安 全 , 煤 塵 少 , 裝 煤 效 果 好 。本 設 計 鑒 于 實 際 礦 井 的 情 況 , 采 煤 機 進 刀 方 式 采 用 工 作 面 端 部 斜 切 進 刀 割 三 角 煤 。 其進 刀 過 程 見 圖 41。1)進刀方式采用割三角煤工作面端部斜切進刀方式。2)進刀過程如下:(1)當采煤機割至工作面端頭時,其后的輸送機槽已移近煤壁,采煤機機身處沿留有一段下部煤,如圖 ,a 所示;(2)調換滾位置,前滾筒降下、后滾筒升起、并沿輸送機彎曲段返向割入煤壁,直至輸送機直線段為止。然后將輸送機移直,如圖 ,b 所示;(3)再調換兩個滾筒上、下位置,重新返回割煤至輸送機機頭處,如圖 ,c 所示;《采礦學》課程設計29將三角煤割掉,煤壁割直后,再次調換上、下滾筒,返程正常割煤,如圖 ,d 所示。(a)b(c)dAAA122112121采煤機 2刮板輸送機圖 41 采煤機進刀方式圖⑷ 裝煤割煤的同時,采煤機裝煤也在同時進行,過程為:當采煤機向待載煤體方向行駛時,旋轉滾筒上的截齒依次接觸和截落煤體,破落下的煤通過旋轉葉片推入側向方向的輸送機中,撒落在工作面和輸送機之間的煤可以通過安裝在輸送機上的擋煤板裝入輸送機中。頂煤直接通過液壓支架的放頂煤窗放到刮板輸送機上。⑸ 運煤工作面傾角小,采下的煤由刮板輸送機經轉載機運輸工作面,在運輸平巷和區(qū)段集中運輸平巷布置膠帶輸送機運煤。⑹ 移架工作面采用液壓支架及時支護管理頂板,移架實行追機作業(yè)。⑺ 推溜 推前溜的具體要求和標準如為:推前溜作業(yè)必須滯后移架 15~20m 進行;移溜后的前溜直線誤差不得超過177。;停溜時,不準推溜,以防發(fā)生卡鏈事故;推溜時嚴禁使用一個千斤頂一次頂足,要采用相鄰架的千斤頂交替前移;推溜過程中,要保證大溜彎曲段長度不小于 18m。頂過溜要保持平直,在 30m 范圍內大溜直線誤差不得超過177。50mm?!恫傻V學》課程設計30⑻ 放頂煤① 工作面回采之初放煤放頂煤工作面回采之初,為防止老頂突然來壓對工作面造成威脅,開始只進行機采而不放頂煤,待工作面推進一段距離后再開始全長第一次放煤,為縮短初次放煤距離,提高頂煤采出率,在綜采工作面機采開切眼上方貼煤層頂板掘一條與開切眼平行的切頂煤巷道,在頂板切眼內,打孔破煤,可在頂煤尚未破碎垮落前進行爆破,提前切割頂煤,使之易于放落,提前初放時間,減少初采頂煤損失,縮短初次放煤距離。由于煤 9 在該采區(qū)均厚為 ,比一般采用放頂煤開采的煤層厚度稍小,頂板垮落空間相對小,老頂突然來壓危險性相對減弱,可確定初次放頂煤距離為 左右。② 放煤步距放煤步距應該是采煤機截深的整數倍,根據采煤機選型,滾筒截深為 630mm,實際截深為 600mm。根據放頂煤工作面的實際統(tǒng)計,可用下面的經驗公式 42 計算放煤步距: d=(~)h (42)式中 d—放煤步距,m h—放煤高度,可近似取頂煤高度,md=(~)=~由于采煤機截深為 ,故放煤步距可取 ,割一刀煤放一次煤的形式。③ 采放比的確定增大采高,可以贈加工作面割煤量,使采放比減少,有利于頂煤的冒放和回收,但隨著采煤機高度的加大,礦山壓力的顯現加劇,支架噸位重量加大,工作面搬遷困難,頂煤放煤量減小,煤壁片幫量也明顯增加。根據目前放頂煤開采的經驗,結合郭二莊煤 9 中硬,局部含矸石 12 層,層位穩(wěn)定,確定其采放比為 1:1 為宜,煤 9 在該采區(qū)均厚為 ,即機采高度最小為 ,放煤高度為 。④ 放煤方式中國目前綜采放頂煤生產工作面的放煤方式為基本上可以歸納為單輪順序放煤、多輪順序放煤和單輪間隔放煤以及多輪間隔放煤等方式。實踐證明,單輪間隔放煤丟煤少,混矸少,又易實現高產高效,本設計亦采用單輪順序放煤方式。⑤ 端頭放煤地質條件復雜,傾角較大的采區(qū),為維護工作面兩端出口處的頂煤穩(wěn)定性,工作面兩端各留 2~4 架不放頂煤。在本設計采區(qū)中,煤層結構好,傾角緩,為提高頂煤回收率,采用 ZT4410/18/ 端頭放頂煤支架,進行端頭放煤,盡可能實現端頭放煤,以減少丟煤。結合邯鄲礦局的實際生產經驗,端頭放煤不僅可以提高頂煤的回收率,而且改善了端頭的維護條件,端頭處放煤后壁不放頂煤易于維護,減少了端頭維護難度。《采礦學》課程設計31⑥ 工作面末采結合本設計采區(qū)的頂板條件,放頂煤工作面在距離停采線 12~18m 時,開始鋪網,12~14m 時,即停止放煤。⑦ 拉后溜放煤工序完成后,及時拉回后溜。拉后溜時要注意保持后留彎曲段不小于 18m,拉后溜后要保持大溜平直。㈣ 綜采工作面巷道布置及端頭支架⑴ 巷道布置采用單巷布置.區(qū)段運輸巷中的一側需設置轉載機和膠帶輸送機;另一側設置泵站和移動變電站等電氣設備、故巷道斷面較大,一般達 12㎡以上。同時隨著綜采技術的發(fā)展,綜采高產高效工作面大量涌現,由于產量大、通風量大,區(qū)段回風巷斷面基本與運輸巷相同或不小 12㎡,由于巷道斷面較大,不利與巷道掘進和維護,要求平巷采用強度較高的支護材料。根據本礦井圍巖條件可采用錨網梁加錨索聯(lián)合支護。圖 42 綜采巷道布置示意圖1-運輸巷道;2-回風巷道⑵ 端頭支護綜采工作面上、下端頭頂板暴露面積大,機械設備多,又是安全出口,這里的支護對安全生產有重要意義。目前,我國工作面有使用專門的端頭支架,也有用單體液壓支柱加抬棚,或單體液壓支柱和十字頂梁進行支護。利用工作面液壓支架來支護端頭,目前在傾角較小的煤層中應用十分廣泛。工作面支架通過安設在機頭部的移架梁來實現移架。通常機頭機尾的支架要滯后工作面支架一個截深。本礦井由于煤層傾角較大,可利用端頭支架來支護端頭。㈤ 采空區(qū)處理采空區(qū)頂采用板全部跨落法處理。㈥ 控頂設計最小控頂距為: Lx= Ld+Lh =+= ;《采礦學》課程設計32最大控頂距為: Ld= Lx+b =++=式中 Ld—端面距,取 ;Lh—支架前梁和頂梁長度之和,根據所選支架,取 ;b—采煤機截深,取 。㈦ 工作面設備布置工作面內共布置 ZFQ240016/24 型輕放支架 129 架,Z T4410/18/ 端頭支架 4臺,共計 133 臺。㈧ 回采工作面噸煤成本工作面噸煤成本由設備折舊費 C工人工資 C材料費 C電力消耗費 C4 等組成。⑴ 設備折舊費(C1)設備折舊費(C1)=(固定資產原值總和設備殘值)/使用年限各種設備的年折舊費見表 43。表 43 機電設備折舊表設備名稱 型號 數 量 折舊費1 采煤機 SL500 AC 1 2 中間支架 ZFQ240016/24 129 3 端頭支架 ZT4410/18/ 4 4 刮板輸送機 JOY700 2 5 轉載機 SZZ764/132A 1 6 破碎機 PEM1000650 1 7 膠帶輸送機 SSJ1000/2160 2 10 乳化液泵 VRB250/ 2 11 隔爆 KSGZY 1 《采礦學》課程設計33移動變電站630/612 噴霧泵 KPB315/16 2 13 單體液壓支柱 合計 ⑵ 工資(C2)工資費包括基本工資費、附加工資、獎金人均工資平均每工 150 元,工效為 噸。則噸煤工資費(C2)為 150/= 元/ t。⑶ 材料費(C3)材料消耗費用包括坑木費用、火藥費用、雷管費用、坑袋費用以及其他材料費用,綜采面材料費(C3)一般為 元/ t。⑷ 電費(C4)① 動力用電消耗動力電耗=電機容量總和循環(huán)開動時間負荷系數/循環(huán)產量=1850其中,電機容量總和取 1850kw,循環(huán)開動小時數取 小時。② 照明用電消耗照明電耗=照明用電總功率循環(huán)照明時數/循環(huán)產量=2006/= kwh/ t其中,照明用電總功率包括工作面及上下順槽照明用電,取 200KW,③ 電費總消耗(C4)電力費=單價(動力用電單耗+照明用電單耗)=(+)= 元/t其中,單價取 元/kwh⑸ 工作面的噸煤成本 工作面噸煤成本(C)=設備折舊費(C1)+工資(C2)+材料消耗費(C3)+電費(C4)=++8+= 元/t㈨ 綜采工作面組織循環(huán)作業(yè)及循環(huán)圖表的編制緩傾斜中厚煤層的綜采工作面一般只有割煤、前移支架和推移輸送機三個主要工序,習慣上,完成這三個主要工序后,就算完成了一個循環(huán)。因此,一般是按多循環(huán)組織作業(yè)的,但在安排作業(yè)方式時,必須把機械設備檢修作為綜采工作面的一個很重要的工序,進行適當的安排。綜采工作面工序安排仍以保證割煤這個主要工序順利進行為主要原則,《采礦學》課程設計34前移支架和推移輸送機的工序應積極配合割煤工序,盡可能實現平行作業(yè)。本工作面采用“四六”作業(yè)制。工作面的勞動組織有追機作業(yè)和分段作業(yè)兩種基本形式。追機作業(yè)適用于頂板較穩(wěn)定,支護工作簡單,移架速度快,工作面出勤人員較少,技術管理水平較高的情況。分段作業(yè)適用于工作面長度較短,截深較小,采煤機牽引速度快,班進多刀,頂板條件差,支護工作較復雜,工作面出勤人數較多的情況。根據實際情況本礦井綜采工作面的勞動組織采用追機作業(yè)形式。(1)勞動組織用比較類推法,根據類似工作面的定員和工作面及勞動定額配備對各項工種和人員數目進行確定,具體工種和人員數目見表 618。在確定在冊人數時,出勤率按 95%計算: 在冊人數=出勤人數(7/6)/出勤率=120(7/6)/95%=≈15
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