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正文內(nèi)容

金石煤礦井田畢業(yè)設(shè)計說明書(參考版)

2025-06-02 00:37本頁面
  

【正文】 勞動組織表工種班次定員生產(chǎn)一班生產(chǎn)二班生產(chǎn)三班檢修班班長333312采煤機司機22228移架推溜工22228工溜。(二)勞動組織勞動組織形式:采用專業(yè)工種分段追機作業(yè),以充分利用工時,發(fā)揮設(shè)備效能。(4)推溜在移架后順序進行,滯后機組后滾筒距離不小于6m。(3)移架先降后移,帶壓擦頂移架支護頂板,移架滯后滾筒3~5架。 工作面作業(yè)方式正規(guī)循環(huán):1)循環(huán)工藝:9號煤采煤工藝:割煤→移架→推前刮板輸送機→割煤→移架→推前刮板輸送機→放頂→拉后刮板輸送機2)循環(huán)工藝要求:(1)機組正常割煤時,前滾筒割頂煤,后滾筒割底煤,支架隨割煤機推進依次移架。支架控頂距(1)最大控頂距:從支架切頂線到煤壁的最大距離為5050mm;(2)最小控頂距:4380mm。)支護高度(M)初撐力(KN)工作阻力支護強度質(zhì)量(t)中置式ZAZ9800/17/35≤15176。2.支護最小高度如下式 hmin=Hmin()m= ()式中 Hmin—煤層開采的最小高度。2)9煤支架選用ZFS4000/17/28C插板式放頂煤支架,端頭支架采用ZAZ9800/17/35型。煤層較穩(wěn)定。局部為細粒砂巖。(8)相鄰支架錯距不超過頂梁側(cè)護板地2/3。(6)支架編號管理,實行分段包機責(zé)任制管理。(4)及時移架,端面距≤340mm,前梁前端至煤壁頂板冒落高度不大于300mm。(3)支架與運輸機垂直,偏差小于正負5176。(2)支架排成一條直線,其偏差不超過正負50mm。(3)工作面日產(chǎn)量:9煤:617597%= 617585%=總產(chǎn)量:+=(4)根據(jù)運輸能力驗算工作面每小時生產(chǎn)能力 Q=后刮板輸送機Q=運輸設(shè)備小時運輸能力:刮板輸送機,600t/h;后刮板輸送機,600t/h;帶式輸送機,1200t/h;從輸送能力角度檢驗,工作面長度合理。(2)根據(jù)采煤機能力驗算工作面進刀: ()式中 K —— 事故影響系數(shù),;t1 —— 每班工作時間,取6h;Z —— 工作班數(shù),3班;N —— 割煤方式系數(shù),雙向割煤取1;L —— 工作面長度,175m;r —— 采煤機實際生產(chǎn)正常割煤速度, m/min;t2 —— 每班輔助時間,取1小時。N —— 晝夜循環(huán)數(shù),即每日割煤刀數(shù)。工作面長度的驗算(1)根據(jù)通風(fēng)條件驗算工作面的長度越長,瓦斯涌出量越大,所需風(fēng)量越大,而工作面的斷面積一定,風(fēng)量太大會導(dǎo)致工作面的風(fēng)速加大,引起煤塵飛揚,出于對工作環(huán)境的考慮,因此對工作面長度有一定的限制。采用一個工作面即可達產(chǎn),為了減少煤柱損失,采用沿空掘巷單巷布置。地質(zhì)條件簡單,低瓦斯礦井。 BRW200/型號公稱流量L/min工作壓力MPa柱塞直徑mm柱塞數(shù)往復(fù)次數(shù)次/min電機功率kw液箱容積BRW200/2004055521251500大巷運輸皮帶大巷膠帶運輸機與礦井產(chǎn)量相匹配,選擇MB4000。 SZB730/75順槽轉(zhuǎn)載機技術(shù)參數(shù)表系列型號輸送量(t/h)設(shè)計長度(m)裝機功率(kW)中部槽規(guī)格(㎜)刮板鏈型式配用破碎機型號SZZ764/16011001601500764222中雙鏈PCM132順槽膠帶輸送機:順槽膠帶輸送機選擇SSJ1200/M可伸縮帶式輸送機。滾筒直徑mmΦ1400、Φ1600、Φ1800、Φ2000滾筒轉(zhuǎn)速r/min、247最大截割轉(zhuǎn)矩N??紤]設(shè)備可靠性,且刮板輸送機運輸距離要大于工作面設(shè)計長度175m,故設(shè)計確定運輸能力為600t/h。因為后刮板輸送機主要運送頂煤。(2)后刮板輸送機選型??紤]設(shè)備可靠性,且刮板輸送機運輸距離要大于工作面設(shè)計長度175m,故設(shè)計確定運輸能力為600t/h。刮板輸送機選型計算(1)前刮板輸送機選型。 N=60BHVmaxHw/=~ ()式中 Hw——采煤機能耗系數(shù),~根據(jù)以上計算,選擇MXA300LH型采煤機。7)工藝流程割煤→移架→推前刮板輸送機→割煤→移架→推前刮板輸送機→放頂→拉后刮板輸送機。(1),支護方式為及時支護。 采煤機進刀方式6)支護方法工作面采用ZF2800/16/26輕型放頂煤液壓支架跟機移架支護方式支護,上、下端頭采用液壓端頭支架支護。割煤的工藝過程:(1)當才采煤機割至工作面端頭時,其后的輸送機槽已移近煤壁,采煤機機身處尚留有一段下部煤;(2)采煤機兩滾筒調(diào)換位置,前滾筒降下,后滾筒升起,沿輸送機彎曲段反向割入煤壁,直至輸送機直線段為止,然后將輸送機移直;(3)再調(diào)換滾筒上下位置,重新反向割煤至輸送機機頭處;(4)將三角煤割掉,煤壁移直后,再次調(diào)換上下滾筒,返程正常割煤。5)采煤機進刀方式工作面端頭采煤機斜切進刀,留三角煤。3)裝煤方法利用采煤機螺旋滾筒配合刮板輸送機鏟煤板裝底煤及后溜子運煤。工作面推采出切眼,架后頂煤冒落即開始放煤,放煤要從工作面一端開始單向進行,不得雙向進行。根據(jù)工作面情況,本工作面為外段一次采全高工作面,采用兩刀一放。采煤機端頭斜切式進刀,雙向割煤,往返一次進兩刀,采兩刀放一次頂煤,,,采放比為1:。(5) 頂板條件 直接頂應(yīng)具有隨頂煤下落的特性,~,老頂懸露面積不宜過大,以免受沖擊。(4) 煤層結(jié)構(gòu) ,其堅固系數(shù)也應(yīng)小于3。(2) 煤層硬度 放頂煤開采時,煤的堅固系數(shù)一般應(yīng)小于3。除上述一些優(yōu)點外,放頂煤采煤法尚存在以下一些問題和不足,有待于在實踐中逐步得到解決:(1) 煤損多 (2) 易發(fā)火(3) 煤塵大(4) 瓦斯易積聚放頂煤工作面的適用條件:(1) 煤層厚度 一般認為一次采出的煤層厚度以6~10m為佳。(4) 巷道掘進量小 掘進率和巷道維護費用減少,便于采掘接替。(2) 效率高 由于放頂煤工作面的一次采出厚度大,生產(chǎn)集中,放煤工藝勞動量小以及出煤點增多等原因,其生產(chǎn)效率和經(jīng)濟效益大幅度提高。根據(jù)我國綜采生產(chǎn)的經(jīng)驗和目前的技術(shù)水平,綜采適用于以下條件:煤層地質(zhì)條件較好,構(gòu)造少,上綜采后能很快獲得高產(chǎn),高效。 回采工藝本帶區(qū)9號煤層采用綜合機械化放頂煤采煤工藝?!?8m之間,平均厚度8m左右。煤塵無爆炸性,煤層無自燃發(fā)火性;煤塊硬度較大,中等穩(wěn)定,容易冒落。—5176。 采煤方法和回采工藝 采煤方法的選擇為了選擇合理的采煤方法,必須詳細研究煤層的賦存條件和地質(zhì)特征,并考慮實習(xí)礦井實際使用經(jīng)驗。 地表情況各盤區(qū)對應(yīng)地面有零星分布的幾個村莊,村莊都不大,人口、戶數(shù)少,搬遷費用相對較少,采區(qū)全部搬遷措施。南二、四、六盤區(qū)內(nèi)分別有金石西向斜和南向斜,但構(gòu)造簡單。井田中央沿東西走向貫穿整個井田有一個落差較大的斷層,稱為中央大斷層F1,以此將井田分為南北兩翼。~10186。小構(gòu)造比較發(fā)育,走向與其鄰近的大中型斷層基本一致,但延伸不遠即消失。以NNE及NS為主,斷層面一般不寬。礦井地質(zhì)構(gòu)造簡單。/h,最大211m3/h。 煤層頂?shù)装鍘r石構(gòu)造情況煤層圍巖特征如下表: 煤層圍巖特征表煤層圍巖類型巖石名稱巖層厚度(m)類別巖性特征9號煤基本頂中砂巖2~5Ⅱ級灰黑色至深灰色,中下部含硅質(zhì)結(jié)核,具斜波狀層理,含少量泥巖包裹體直接頂粉砂巖4~11Ⅱ級深灰色,塊狀,質(zhì)不均,夾薄層泥巖,可見植物化石碎片偽頂泥巖0~1Ⅱ級灰黑色,質(zhì)軟,隨采掘脫落,含植物化石碎片,含碳質(zhì)直接底粉砂巖Ⅱ級灰黑色,質(zhì)軟,均勻?qū)永?,局部炭化老底細砂巖Ⅱ級深灰色,薄之中厚層狀,水平層理發(fā)育,可見貝殼狀斷口 水文地質(zhì)井田內(nèi)含水層自下而上有奧灰強含水層,厚度大,富水性較強;大青灰?guī)r含水層厚度5~6m,為較強含水層;,為較強含水層;野青灰?guī)r含水層含水性差,一般不含水;,含水性弱到中等;上石盒子組細砂巖以上含水層厚度大于100m,雖含水性不強,但靜儲量比較大;第四系砂礫石層最厚94m,一般50~60m,富水性較強。 開采煤層的瓦斯及煤塵情況瓦斯涌出量統(tǒng)計經(jīng)地質(zhì)分析及預(yù)測,9煤瓦斯涌出量小于1m3/t,煤層最大瓦斯涌出量4m3/t,為低瓦斯礦井。經(jīng)綜合分析,全區(qū)以帶區(qū)式布置較為合理。 5 采煤方法和盤區(qū)巷道布置 煤層的地質(zhì)特征 帶區(qū)位置設(shè)計首采帶區(qū)(南六帶區(qū))位于井田南翼,大巷西部。運輸大巷掘進工作面需要的風(fēng)用局部扇風(fēng)機提供,由盤區(qū)運輸大巷至主運輸大巷排出。運料系統(tǒng)副井——井底車場——輔助運輸大巷——盤區(qū)下部車場——盤區(qū)輔助運輸大巷——帶區(qū)下部車場——帶區(qū)運料斜巷——采煤工作面副井——井底車場——輔助運輸大巷——大巷掘進工作面排矸系統(tǒng)采煤工作面——帶區(qū)運料斜巷——帶區(qū)下部車場——盤區(qū)輔助運輸大巷——盤區(qū)下部車場——輔助運輸大巷——井底車場——副井提至地面運輸大巷掘出的矸石直接到井底車場由副井提出。礦井的生產(chǎn)系統(tǒng)如下:運煤系統(tǒng) 采煤工作面——帶區(qū)運輸斜巷——帶區(qū)煤倉——盤區(qū)運輸大巷——盤區(qū)煤倉——主運輸大巷——主井提升至地面煤巷掘進面掘出的煤直接經(jīng)皮帶運輸?shù)奖P區(qū)煤倉。本井田主要采用盤區(qū)式開采,只有東部邊界角度為10186。 輔助運輸大巷斷面(半圓拱,錨噴,B=5200) 主運輸大巷斷面(半圓拱,錨噴,B=4500) 回風(fēng)大巷斷面(半圓拱,錨噴,B=5000) 開拓系統(tǒng)的綜述本礦井井型為180萬t,通過技術(shù)經(jīng)濟比較:確定本井田為立井單水平開拓??偦仫L(fēng)大巷基本沿煤層頂板掘進,布置在煤層中,回風(fēng)大巷斷面及支護特征為錨梁網(wǎng)索噴支護矩形斷面,掘進寬度為6m, m178。主、輔運輸大巷均為錨梁網(wǎng)索噴支護矩形斷面,掘進寬度為6m,178。主運輸大巷上倉段局部10 186。~6186。其次,在滿足井底車場通過能力的前提下應(yīng)盡量減少其掘砌體積,而且井底車場應(yīng)便于管理和安全操車。井底車場首先必須保證礦井生產(chǎn)所需要的運輸能力,并應(yīng)滿足礦井不斷持續(xù)增產(chǎn)的需要。 井底車場及硐室井底車場是連接礦井主要提升井筒和井下主要運輸巷道的一組巷道和硐室的總稱。(4) 東回風(fēng)立井位于礦井東部井田邊界中央,擔(dān)負礦井東區(qū)的全部回風(fēng)任務(wù)。井深560m,內(nèi)設(shè)玻璃鋼梯子間作為安全出口,M、S、T與罐籠井筒一樣,取決于梯子間的布置和結(jié)構(gòu)尺寸。, m178。副井井筒斷面布置如下:圖3-3-2 副井斷面布置圖副井風(fēng)速校核:式中:——通過井筒的風(fēng)速,m/s;——通過井筒的風(fēng)量,m3/s;——井筒凈斷面積,m2;——井筒的有效斷面系數(shù),;——《安全規(guī)程》規(guī)定的允許最大風(fēng)速;由此: =8m/s所以井筒選擇符合要求。井筒內(nèi)裝備有鋼絲繩罐道、梯子間、電纜線和水管管道等。為防止斷繩事故,設(shè)有防墜器。井筒裝備有鋼絲繩罐道,井深294m。采用16t多繩摩擦式提煤箕斗進行煤炭提升。 礦井基本巷道 井筒礦井初期共用三個井筒,分別為主立井、副立井、南回風(fēng)立井,由于井田被中央大斷層F1分開,故北部區(qū)域在井田末期采,并在北翼再設(shè)北回風(fēng)立井做回風(fēng)用。整個礦井劃分為兩個大的階段,水平垂高為180m。即采用兩立井一水平。表3-2-3 生產(chǎn)經(jīng)營費用項目方案Ⅰ生產(chǎn)經(jīng)營費用/萬元項目/萬元提升294=提升906=井筒維護29418=618=井筒維護9071818=排水18024365104=排水1802436554=合計合計表3-2-4 費用匯總表方案項目方案Ⅰ方案Ⅲ費用/萬元百分率/%費用/萬元百分率/%基建工程費100生產(chǎn)經(jīng)營費100總費用100從前面表格中的計算可以看出,方案Ⅰ的總費用要比方案Ⅲ%,很明顯方案Ⅰ要比方案Ⅲ優(yōu)越的多,故決定采用方案Ⅰ。表3-2-2 基建費用表方案項目方案Ⅰ方案Ⅲ工程量/m 元/m用/萬元工程量/m單價元/m費用/萬元初期主井井筒2949959390735920副井井筒29711850380938572井底車場32320272203189028459石門15040652———運輸大巷100019490100019490小計共計別的基建工程量、基建費用、生產(chǎn)經(jīng)營費用及費用匯總表分別計算匯總于表3-2-表3-2-表3-2-3和表3-2-4。方案三:雙斜井開拓方案。但經(jīng)過論證地面屬丘陵地帶,用此方案兩井筒地面聯(lián)系比較困難,不緊湊。主運輸大巷上倉段局部10186。大巷沿走向布置,局部半煤巖及巖巷,巷道坡度隨煤層而起伏,一般4186。布置一條主運輸大巷,一條輔助運輸大巷,共兩條大巷。 主要開拓巷道,賦存穩(wěn)定,底板起伏不大,為水平煤層,煤層厚度
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