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礦井及井地工程項目施工設計書-資料下載頁

2025-06-27 05:43本頁面
  

【正文】 =9900 =8379KN式中: Kg——工作系數(shù),; Kz——增阻系數(shù),; Kb——不均勻系數(shù),; kh ——采高系數(shù),; ka——傾角系數(shù),; R——支架工作阻力,9900KN。③ 每平方米支撐能力 q=Rt/F=8379/ () =836KN/m2式中: F——支架最大支護面積:。由以上計算的選擇ZYB4400/。選擇合理的控頂距本工作面長200米,根據(jù)三機配套及順槽寬度工作面安裝120架支架,。(2)乳化液泵站①乳化液泵站、數(shù)量乳化液泵站型號WRB200/,數(shù)量2臺。乳化液箱型號RX200/16型,數(shù)量1臺。(1)采煤機使用MG2125/560WD型雙滾筒搖臂式電牽引采煤機一臺,其主要技術特征為:型號:MG2125/560WD 采高范圍:12002400mm最大牽引速度::630;800mm滾筒直徑:Φ1250mm 搖臂長度:2010mm 最大牽引力:265KN 臥底量:390mm滾筒轉速: 搖臂擺角:+, 機身高度:860mm 截割電機功率:2╳2╳125KW 牽引電機功率:225KW 泵電機功率:裝機總功率:560KW 機組重量:32t (2)液壓支架使用ZY28兩柱掩護式液壓支架132架,ZZS5600/,其技術特征為:型號:ZY28 支架型式:兩柱掩護式支架高度:最低1450mm,最高2900mm 支架中心距:1500mm 支架寬度:1450mm 支架初撐力:3837KN支架工作阻力:4400KN 支架支護強度:(最小) 支架切頂力:3344KN 頂梁前端支護力:1280KN比壓: 支架操縱方式:鄰架 系統(tǒng)壓力: 系統(tǒng)流量:125L/min 支架重量:立柱(雙伸縮):2個, 缸徑ф280/ф200mm 柱徑ф260/ф170mm 行程415+425mm初撐力1976KN 工作阻力2200KN推移千斤頂:1個, 缸徑ф125mm 柱徑ф70mm 行程875mm 行程140mm平衡千斤頂:2個 缸徑ф125mm 柱徑ф70mm 行程265mm 拉力369KN(3)刮板輸送機使用SGZ764/400型一部,其技術特征為:型號:SGZ764/400 設計長度:200米安裝長度:100米 輸送量:800t/h裝機功率:2200KW 電壓:1140V鏈速::中雙鏈鏈條規(guī)格:ф2692 最小破斷負荷:833KN中部槽規(guī)格:1500(長)724(內寬)290(高)mm傳動比: 鏈輪齒數(shù):7緊鏈方式:馬達緊鏈(4)轉載機使用SZB764/132型一部,其技術特征為:型號:SZB764/132 設計長度:50米安裝長度:30米 輸送量:700t/h 裝機功率:132KW 刮板鏈速:刮板鏈型式:雙邊雙鏈 鏈規(guī)格:ф2286鏈破斷負荷:598KN 中部槽:1500(長)764(內寬)222(高)mm中部槽聯(lián)接方式:啞鈴銷 減速器型號:3JS132傳動比:21:11 爬坡角度:100緊鏈方式:閘盤緊鏈(5)膠帶輸送機使用SSJ1000/160型可伸縮皮帶機一部,其技術特征為:型號:SSJ1000/160 輸送能力:630t/h帶速:2m/s 儲帶長度:50米輸送帶寬度:1000mm 轉載機搭接長度:15米 安裝長度:355米 輸送帶規(guī)格:整芯PVC塑料帶560D電機型號:JDSB160 功率:160KW轉速:1475r/min 電壓:660/1140V液力偶合器型號:21Y001 減速器速比: 傳動滾筒直徑:ф630mm 卸載滾筒直徑:ф320mm 托輥直徑:ф108mm(6)乳化液泵站W(wǎng)RB200/,其主要技術特征如下:乳化液泵型號:WRB200/ 數(shù)量:2臺公稱壓力:; 公稱流量:200L/min曲數(shù)轉速:561r/min 塞行程:66mm柱塞直徑:50mm 柱塞數(shù)量:3電機功率:125/160KW。 電機電壓:1140V泵外型尺寸(長寬高):23009801040mm 乳化液泵站重量(噸)乳化液箱型號:RX200/16 乳化液箱容量:1600L; 工作液:乳化液(油水比5:95) 安全閥出廠調定壓力:卸載閥出廠調定壓力: 箱外形尺寸(長寬高):26569001215mm配制乳化液自動配比器,配比濃度為35% 工作面主要機電設備配置表序號名稱型號功率(KW)能力(T/H)電壓(V)數(shù)量1采煤機MG2125/560WD5604800330012溜子SGZ764/40022002000330013轉載機SZB764/1321322500330014破碎機PCM1101102000114015皮帶機SSJ1000/1601602000660/114026乳化液泵WRB200/125/160315L114027移變KBSGZY3150/63150114028饋電開關KBZ630/1140Z11402 支架特征表名稱型號初撐力(KN)工作阻力(KN)高度(㎜)長寬(㎜)數(shù)量(架)普通支架ZYB4400/38374400850180075151450120 在運輸平巷內,為適應產(chǎn)量大的需要均設置轉載機和膠帶運輸機,為減少增減支架的麻煩,要求工作面等長,因此對區(qū)段兩平巷均應力求做到直線且互相平行布置。在綜合機械化采煤時,采用單巷布置,區(qū)段運輸巷中一側需設置轉載機和膠帶機;另一側需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。由于巷道斷面較大,不利于巷道掘進和維護,要求平巷采用強度較高的支護材料。采用雙巷布置時,可減小巷道斷面,將膠帶輸送機和電氣等其他設備分別布置在兩條巷道內。輸送機巷隨采隨棄,電氣設備平巷加以維護,作為下一區(qū)段的回風巷。其缺點是,派電點至用電設備的輸電電纜需穿過聯(lián)絡巷,當配電點移過一個聯(lián)絡巷的距離時,需將輸電電纜和油管等也要從原來的聯(lián)絡巷倒到下一個聯(lián)絡巷,給生產(chǎn)維護帶來不便。本礦井屬低瓦斯,煤層傾角小于10度,平巷維護條件達到單巷布置要求,采用單巷布置方式?;夭上锏绬蜗锊贾茫捎昧粼O20米區(qū)段保護煤柱的護巷方法。(高х寬m),區(qū)段軌道巷斷面尺寸為3х3(高х寬m),(高х寬m)。 區(qū)段軌道巷斷面圖 區(qū)段運輸巷斷面圖 工作面切眼斷面圖區(qū)段巷道沿煤層底板并與運輸巷道垂直布置,運輸與回風平行,按照5%10%坡度布置和掘進。區(qū)段運輸巷、區(qū)段回風巷和工作面切眼均采用錨桿加錨索支護。錨桿間排距為800mm,錨桿φ20 mm,桿長1800 mm,矩形布置;錨索間排距為160mm,錨索φ20 mm,桿長8000mm,矩形布置。、軌道運料巷的超前支護在開采過程中,對兩順槽巷進行超前加強支護,超前支護長度為采動超前壓力影響范圍。由于大采高開采,巷道寬度、高度都有明顯增大,巷道超前支承壓力和影響范圍將增大,超前支承壓力作用將使巷道超前段炸幫趨向嚴重,故確定兩巷超前工作面煤壁20米范圍支設超前支護。 超前支護支設兩排,形式為LZ3525/110單體柱加金屬頂梁,頂梁與巷幫垂直。皮帶巷超前支護支設兩排為20米,;運料巷超前支護,兩排均支設20米。 端頭支護采用頭、尾特殊液壓支架及單體液壓支柱維護頂板,本面特殊液壓支架與中間基本支架相間,具體為:當頭尾第一架液壓支架距側面煤壁大于1米 且小于2米時,支設一排單體柱,支在液壓支架與側面煤壁中間位置;當頭尾第一架液壓支架距側面煤壁大于2米時,支設兩排單體柱,在支架與煤壁間均勻布置,;當工作面第一架液壓支架距側面,煤壁小于1米時,不支設端頭單體柱。 端頭單體柱及超前單體柱均選用LZ3525/110型單體柱液壓支柱,要求柱帽均勻布置在單體柱上,垂直側面煤壁。端頭單體柱支護范圍為從支架切頂線布置到工作面煤壁。根據(jù)礦井開拓方式和采煤工藝,礦井達產(chǎn)后,共布置一個綜采工作面,兩個機掘工作面,采掘比例為1:2。掘進工藝為機掘、轉載機和膠帶機運輸、錨桿機支護。掘面主要配備EBJ120型掘進機、SZB764/132型轉載機、SGZ764/400型膠帶機等在巷道內穩(wěn)設EBJ120型掘進機組和皮帶后,采用掘進機截割破煤,全斷面一次掘進,達到最大控頂距停止掘進,進行臨時支護,臨時支護支設好后,施工永久支護, 永久支護施工完畢再繼續(xù)截割。各巷道均采用EBJ120型掘進機組截割破煤, 截割順序為由下向上,先從巷道底部拉開槽,然后往返式割至巷道頂部(如下軌跡圖)。各巷由工作面掘進機截割落煤—→SZB764/132型膠帶轉載機—→各巷內頭部和二部SGZ764/400型膠帶輸送機—→膠帶大巷。臨時支護:永久支護至工作面迎頭范圍內采用前探梁支護, 10槽鋼,分別吊掛在每排錨桿的兩個吊環(huán)內, m,且必須采用剎頂木或道木與頂板背牢。當頂板來壓或頂板破碎時要縮小控頂距,采用割夠一排錨栓控頂,打一排錨栓支護。永久支護:根據(jù)各巷道斷面,具體支護。掘進面需風量為1200 m3/min,風筒為Φ1000 mm柔性阻燃性風筒。通風方式為壓入式。 掘進設備表序號設備名稱型 號數(shù)量安裝位置運輸方式運輸距離備 注1掘進機EBJ120型1工作面刮板運輸2轉載機QZP160型1掘進機后皮帶運輸15 m3膠帶輸送機SJ80型2轉載機后皮帶運輸1555m(1)工作面支護用ZYB4400/,工作面全長200米,共擺設120架支架,采用及時支護法,采煤機割過煤后及時移架,之后移溜,頂板割平,支架嚴實接頂并達到初撐力。(2)采空區(qū)頂板管理工作面開采后,采空區(qū)頂板管理方法為自然垮落法結合人工強制放頂。根據(jù)4層401盤區(qū)首采工作面的礦壓觀測,工作面古塘頂板在人工強制爆破頭、尾拉開槽后能隨采隨垮,垮落高度達到1020米,基本滿足要求,根據(jù)已采工作面的觀察,直接頂初次垮落步距為25米左右,老頂初次來壓步距為5257米,老頂周期來壓步距為1027米,平均20米。并結合實際情況初步確定初次放頂步距為28米,步距放頂步距為20米。(3)初次放頂在采寬達到28米時,頂板不能自行垮落或垮落高度達不到要求時,進行人工強制爆破放頂。初次放頂采用深孔爆破法,在兩順槽巷及工作面內布置,鉆具選取TUX75型液壓鉆,炸藥選擇4礦用硝銨炸藥。具體放頂措施由施工單位負責編制。(4)步距放頂在開采過程中,為加強采空區(qū)頂板管理,工作面每推進20米,進行步距放頂。步距放頂布置在兩順槽內,超前工作面50100米,按照初次放頂A、B兩組孔的布置進行布置,當炮孔口移至支架切頂線時,停止生產(chǎn)進行聯(lián)放炮,使采空區(qū)頂板在頭、尾拉開槽,在采動自行跨落。(5) 局部放頂 在開采過程中,如工作面古塘懸超過25m2時,停產(chǎn)進行打眼爆破放頂。工作面在正常回采過程中,如需支設特殊支護,另行制定措施。采煤機割煤時滯后采煤機后滾筒13架距離拉移工作面液壓支架,超前采煤機前滾筒510架收支架挑梁,距離采煤機后滾筒20米以上距離推移工作面運輸機 ,轉載機與溜頭作為一個整體,當推移溜頭時轉載機隨之前移。(1)來壓及停采前頂板管理在工作面來壓期間
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