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伊東集團(tuán)扶貧煤礦二采區(qū)設(shè)計(jì)畢業(yè)設(shè)計(jì)說明書(參考版)

2024-08-14 08:39本頁(yè)面
  

【正文】 其他地點(diǎn)傳感器配置?;夭晒ぷ髅?zhèn)鞲衅髋渲迷诨夭晒ぷ髅娴倪M(jìn)風(fēng)流中設(shè)有溫度、風(fēng)速傳感器,在回采工作面的回風(fēng)流中設(shè)有瓦斯、一氧化碳、溫度、風(fēng)速、粉塵傳感器。 安全監(jiān)控內(nèi)容采用本礦已使用的 KJ66 安全監(jiān)控系統(tǒng),在本采區(qū)加設(shè)分站。采區(qū)變電所設(shè) 型照明信號(hào)綜合保護(hù)器一臺(tái),供變電所內(nèi)照明供電。工作面移動(dòng)變電站低壓側(cè)總開關(guān)選用 BKD400Z 型,其它設(shè)備根據(jù)功率不同分別選用 QC8380(N)系列隔爆磁力起動(dòng)器和 KXDK 系列隔爆磁力起動(dòng)器。采區(qū)變電所內(nèi)設(shè) KBSG630/6 型礦用隔爆高壓干式變壓器兩臺(tái),分別向采區(qū)泵房設(shè)備、采區(qū)順槽皮帶、工作面軌道順槽液壓泵站和運(yùn)輸排水設(shè)備、南翼皮帶、上倉(cāng)刮板輸送機(jī)、大巷運(yùn)輸和照明設(shè)備等供電。采區(qū)變電所設(shè) BGP9L6AK 高壓真空配電裝置 7 臺(tái),兩臺(tái)進(jìn)線總開關(guān)、一臺(tái)聯(lián)絡(luò)開關(guān)。交聯(lián)聚乙烯絕緣聚氯乙烯護(hù)套粗鋼絲鎧裝電力電纜兩路。 采區(qū)供電 設(shè)計(jì)依據(jù)二采區(qū)電源引自一水平中央變電所低壓配電屏;在采區(qū)軌道上山端頭處設(shè)采區(qū)變電所和采區(qū)絞車房,采區(qū)首采工作面布置在采區(qū)東翼,根據(jù)工作面設(shè)備配備,采區(qū)變電所初期供電負(fù)荷統(tǒng)計(jì)約 1200Kw,考慮需用系數(shù)和功率因數(shù),采區(qū)變電所電力負(fù)荷總的視在功率為 966KVA。吸水管:外徑 φ68mm,壁厚 4mm 的無(wú)縫鋼管。內(nèi)蒙古工業(yè)大學(xué)本科畢業(yè)設(shè)計(jì)說明書34電機(jī):YB 系列 3 臺(tái),轉(zhuǎn)速 2950r/min,額定功率 22kW,電壓 660V。表 431 水泵工況點(diǎn)表Qm(m 3/h) HM(m) η M(%) 水泵和配用電機(jī)校驗(yàn)(1)水泵工作穩(wěn)定性由水泵特性曲線查得,當(dāng)水泵流量等于零時(shí)的揚(yáng)程:H 0=9=,排高 H 排 =。:D 吸 = =?根據(jù)以上計(jì)算,吸水管選用外徑 68mm,壁厚 4mm 的無(wú)縫鋼管。該泵標(biāo)稱流量 ,標(biāo)稱揚(yáng)程 225m,轉(zhuǎn)速 2950r/min。 排水系統(tǒng)的確定本設(shè)計(jì)確定為二趟排水管,沿副井井壁敷設(shè),將水排到副井井口。工作和備用水管的總能力,應(yīng)配合水泵在 20h 內(nèi)排出采區(qū) 24h 的最大涌水量。必須有工作和備用水管。工作和備用水泵的總能力,應(yīng)能在 20h 內(nèi)排出采區(qū) 24h 的最大涌水量。工作水泵的排水能力,應(yīng)能在 20h 內(nèi)排出采區(qū) 24h 的正常涌水量。設(shè)備和管路選型要有詳細(xì)的計(jì)算過程。則 Q 掘=200+60=284m 3/min=(4)按風(fēng)速驗(yàn)算最低風(fēng)速 Q 掘>*S 掘 式中:S 掘 —掘進(jìn)工作面的巷道斷面積,取 . Q 掘 ﹥= 3/S最高風(fēng)速 Q 掘 ﹤4S 掘Q 掘 ﹤4= 3/S 通過以上計(jì)算,掘進(jìn)工作面取最大值 Q 掘= 3/S絞車硐室風(fēng)量取 m3/S其他風(fēng)量取 3 m3/S礦井總風(fēng)量為:Q 礦井 =(∑Q 采 + ∑Q 掘 +∑Q 硐 +∑Q 其他 )K 礦通=(+2++3)*=, 取 (四)礦井風(fēng)量分配6101 回采工作面: 3/S掘進(jìn)面:10 m 3/S其他風(fēng)量:6 m 3/S 采區(qū)排水 采區(qū)采掘工作面:采掘工作面涌水→區(qū)段運(yùn)輸平巷水溝→階段運(yùn)輸大巷→一水平運(yùn)輸大巷→主井+井底車場(chǎng)→井底水倉(cāng)→由管子道經(jīng)副井排至地面。(3)按局部扇風(fēng)機(jī)的供風(fēng)量計(jì)算:Q 掘=Q 扇+60式中:Q 扇—局部通風(fēng)機(jī)實(shí)際吸風(fēng)量,取 200m3/min。Q 采區(qū) = Qr qK式中:q—風(fēng)排瓦斯相對(duì)涌出量 m3/t,取 Qr—工作面日產(chǎn)量,3990tK—風(fēng)量備用系數(shù),中央分列式通風(fēng)系統(tǒng)取 因此,Q=Qr qk=3990= m3/min= (5)按風(fēng)速驗(yàn)算最低風(fēng)速Q(mào) 采 ≥S 采式中:S 采 —采煤面平均斷面積 9m2。根據(jù)該礦井下工作面平均控頂距情況,取 ; K—工作面長(zhǎng)度系數(shù),取 1。表 421 采煤工作面空氣溫度與風(fēng)速對(duì)應(yīng)表采煤工作面空氣溫度 (℃) 采煤工作面風(fēng)速 (m/s)15 0.3——0.515——18 0.5——0.818——20 0.8——1.020——23 1.0——1.523——26 1.5——2.0采煤工作面風(fēng)量按下式計(jì)算:Q 采 =60V 采 S 采 K 式中:V 采 —采煤工作面風(fēng)速,按其工作面溫度從上表選取。(三)采區(qū)風(fēng)量計(jì)算采煤工作面風(fēng)量:(1)按井下同時(shí)工作的最多人數(shù)計(jì)算Q 礦井 =4NK 礦通式中: K 礦通 —礦井通風(fēng)漏風(fēng)和配風(fēng)不均勻系數(shù) N —井下同時(shí)工作的最多人數(shù) 100 人。地溫經(jīng)鉆探施工,300m 以內(nèi)尚未發(fā)現(xiàn)高溫值,均處于正常地溫值中 采區(qū)通風(fēng)(一)采掘工作面通風(fēng)系統(tǒng)采掘工作面通風(fēng)線路:副井→井底車場(chǎng)→運(yùn)輸石門→一水平軌道大巷→階段軌內(nèi)蒙古工業(yè)大學(xué)本科畢業(yè)設(shè)計(jì)說明書29道大巷→采區(qū)軌道大巷→采區(qū)上部車場(chǎng)繞道→區(qū)段軌道平巷→6101 采煤工作面(局部通風(fēng)機(jī)→掘進(jìn)工作面)→區(qū)段運(yùn)輸平巷→采區(qū)運(yùn)輸上山→階段運(yùn)輸大巷→一水平運(yùn)輸大巷→風(fēng)井→風(fēng)硐→地面。井田煤種屬長(zhǎng)焰煤,揮發(fā)分含量高,絲炭含量高都是煤的自燃內(nèi)在因素,經(jīng)試驗(yàn)表明屬“很易自燃煤”表 421。井田屬瓦斯風(fēng)化區(qū)。3 輔助運(yùn)輸工作人員、采掘工作面需用的材料、設(shè)備及掘進(jìn)工作面煤矸通過運(yùn)料系統(tǒng)運(yùn)送。 內(nèi)蒙古工業(yè)大學(xué)本科畢業(yè)設(shè)計(jì)說明書27圖 3-3-7 頂煤垮落線圖第四章 采區(qū)生產(chǎn)系統(tǒng) 采區(qū)運(yùn)輸 采區(qū)運(yùn)輸系統(tǒng)運(yùn)煤系統(tǒng)采煤工作面→刮板輸送機(jī)→轉(zhuǎn)載機(jī)、破碎機(jī)→區(qū)段運(yùn)輸平巷→采區(qū)運(yùn)輸上山→階段運(yùn)輸大巷→一水平運(yùn)輸大巷→井底煤倉(cāng)→主井→地面。在地質(zhì)條件確定情況下,頂煤采出率有一個(gè)最佳值,這一最佳值需從生產(chǎn)實(shí)踐中尋找。必須指出,頂煤是在地壓作用下垮落、破碎后自然放出的(頂煤垮落線見圖3-3-7) ,頂煤放出量受多種因素影響,其值往往不是一個(gè)固定值。內(nèi)蒙古工業(yè)大學(xué)本科畢業(yè)設(shè)計(jì)說明書26(4)選擇合理的放煤工藝,通過現(xiàn)場(chǎng)試驗(yàn)研究比較,確定保證工作面頂煤回收率的放煤工藝;(5)加強(qiáng)工作面管理,避免因人工操作而造成的放煤損失;(6)采取頂煤弱化措施,增強(qiáng)頂煤的可放出性。因此,提高頂煤放出率應(yīng)重點(diǎn)抓好以下幾方面工作:(1)采用高強(qiáng)度放頂煤支架,避免頂煤因支護(hù)強(qiáng)度不足引起整體下沉而產(chǎn)生大塊冒落現(xiàn)象;增大支架放煤口尺寸并增設(shè)輔助破煤機(jī)構(gòu),提高支架在放煤過程中回收大塊煤的能力;(2)適當(dāng)加大工作面尺寸,減少初末采煤炭損失量占工作面圈定儲(chǔ)量的比例;(3)盡量減少初末采不放頂煤量。工藝損失影響因素眾多而且比較復(fù)雜,有煤層上覆巖層結(jié)構(gòu)、頂煤層理節(jié)理發(fā)育程度、煤層硬度、采放比、工作面仰俯角度、選用架型、循環(huán)放煤步距、放煤方式、后部輸送機(jī)高度、放煤工的熟練程度等;在開采條件和設(shè)備確定的情況下,放煤工藝(放煤方式、循環(huán)放煤步距)和放煤工的技術(shù)水平起決定性作用。末采損失當(dāng)工作面推進(jìn)到接近停采線時(shí),為保證采空區(qū)冒落帶高度用以支撐老頂,保證工作面頂板的穩(wěn)定、以便給放頂煤支架及其它設(shè)備的拆遷創(chuàng)造良好的工作環(huán)境,在工作面到達(dá)停采線以前一定距離內(nèi)不再放出頂煤,這時(shí)的頂煤將全部丟失, 放煤步距損失當(dāng)放煤步距選擇不合理(放煤步距大于支架放煤口的縱向尺寸的水平投影)時(shí),支架移架步距達(dá)到放煤步距時(shí)將有一部分頂煤落在放煤口以外不能放出,這部分丟失的頂煤稱為放煤步距間損失工藝損失在放煤過程中,由垮落的頂煤和直接頂中形成一個(gè)煤矸混合帶,為了減少煤炭含矸率而放棄的一部分頂煤;或因放煤順序不當(dāng),造成大量矸石提前竄入放煤口,從而造成—部分頂煤損失。架間損失內(nèi)蒙古工業(yè)大學(xué)本科畢業(yè)設(shè)計(jì)說明書25支架頂面平臺(tái)上不能放出而丟失的煤。因此,頂煤損失形式很多,大致有以下幾類:初采損失初采損失是從切眼到正常放頂煤期間未放出的頂煤損失。 影響放頂煤采出率的因素影響放頂煤采出率的因素很多,有人為因素也有自然因素。這種方法有以下特點(diǎn):節(jié)省投資,不必另開工藝巷;但影響機(jī)采作業(yè)時(shí)間,而且對(duì)支架造成一定的沖擊或損壞,所以裝藥量要適當(dāng)。每架頂梁上打 1 個(gè)炮眼,間距為 ,排距一般為 ,深度 8m,與煤層的夾角為 75176。內(nèi)蒙古工業(yè)大學(xué)本科畢業(yè)設(shè)計(jì)說明書23圖 3-3-3 頂煤預(yù)爆破鉆孔布置示意圖圖 3-3-4 頂板預(yù)爆破鉆孔布置示意圖架間或架前松動(dòng)爆破在支架前或支架上方放松動(dòng)炮。預(yù)爆破鉆孔布置見圖 3-3-4。預(yù)爆破鉆孔布置見圖 3-3-3。(2)用工藝巷爆破弱化頂煤利用工藝巷通過頂煤預(yù)爆破來(lái)弱化頂煤,在工藝巷兩幫布孔,為單層孔,三花布置,無(wú)空孔,孔深為 20m、24m 兩種,孔徑 60mm,孔間水平距離 。6 號(hào)煤層底板巖性多為泥巖、粘土巖、砂巖等巖性,在遇水可能產(chǎn)生塑性變形。根據(jù)力學(xué)試驗(yàn)報(bào)告,泥巖的抗壓強(qiáng)度為 ,普氏系數(shù)為 ;砂質(zhì)泥巖的抗壓強(qiáng)度為 ,普氏系數(shù)為 ;粉砂巖的抗壓強(qiáng)度為 ,普氏系數(shù)為 ,抗拉強(qiáng)度為 ,凝聚力為 Mpa,內(nèi)摩擦角為 31176。 鉆孔在工藝巷內(nèi)平行工作面方向,每 20m 布置一組注水鉆孔,每組 3 個(gè)注水鉆孔,鉆孔直徑 45mm~60mm,鉆孔長(zhǎng)度 6m~26m ,采用凈壓注水。夾矸增強(qiáng)了煤的整體性,不利頂煤放落,6 號(hào)煤層的夾矸主要為粘土巖,泥巖及炭泥巖,在遇水的情況下有可能產(chǎn)生塑性變形,煤層內(nèi)生裂隙發(fā)育,設(shè)計(jì)在開采時(shí)沿煤層頂部布置兩條巷道,從上往下向煤層注水來(lái)弱化煤體,同時(shí)也起到防塵、降低沖擊地壓;加入防火阻化劑,可以預(yù)防火災(zāi),使發(fā)火周期延長(zhǎng),減少火災(zāi)的危害等作用。放頂煤(1)當(dāng)采煤機(jī)割完一刀后,由工作面一端(軌道平巷或運(yùn)輸平巷)向另一端(運(yùn)輸平巷或軌道平巷)依次放落頂煤;(2) 放頂煤分兩次進(jìn)行,第一輪放出一半,第二輪再放剩余的部分,這種方式可使頂煤充分放出,提高放煤率;(3)放煤時(shí),相鄰兩架同時(shí)放煤,以利于松動(dòng)頂煤,提高放煤效果;(4)放煤過程中如遇大塊煤卡住放煤窗口出,則利用支架尾梁插板、尾梁將大塊頂煤松動(dòng)、搗碎后放出;若仍然難以放出時(shí),可小幅度升降支架,已達(dá)到破碎效果;(5)放煤工除要注意觀察頂煤流動(dòng)情況,當(dāng)煤流中含矸量驟增時(shí)立即關(guān)閉插板,還應(yīng)做好放煤口噴水消塵工作外。內(nèi)蒙古工業(yè)大學(xué)本科畢業(yè)設(shè)計(jì)說明書21移輸送機(jī):在工作面靠近煤壁和采空區(qū)側(cè)各設(shè)一部輸送機(jī),前部運(yùn)輸機(jī)滯后采煤機(jī) 5m 移置。割煤及進(jìn)刀:XMG375W 型液壓牽引雙滾筒采煤機(jī)端部斜切進(jìn)刀,上滾筒割頂煤、下滾筒割底煤,循環(huán)一次割一刀,截深 ?;夭晒ぷ髅嬗袃蓚€(gè)出煤系統(tǒng),一個(gè)是工作面前方采煤機(jī)割煤經(jīng)前溜運(yùn)出,另一個(gè)是工作面后部利用礦山壓力將頂煤壓裂冒落,通過放項(xiàng)煤液壓支架的放煤將冒落的頂煤放至后部刮板運(yùn)輸機(jī)運(yùn)出。 回采工藝一水平 6 煤層采用走向長(zhǎng)壁綜合機(jī)械化采放頂煤采煤法,按水平分段的方法布置巷道,沿傾斜方向布置工作面,走向推進(jìn)。為了減少煤炭損失,提高資源回收率,區(qū)段下平巷采用沿空掘巷技術(shù)留設(shè)小煤柱,后期隨鄰面回采而采出。一般情況下隔離煤柱按 50 米留設(shè)。工作面最大年生產(chǎn)能力,按年 330d 計(jì)算,年產(chǎn)量可達(dá) 萬(wàn) t。當(dāng)工作面長(zhǎng)度 150m、采高 、放煤高度 (采放比 )的條件下,工作面每循環(huán)進(jìn)一刀的割煤量為:Qg=h1blrCg=150=式中 Q g — 工作面每刀割煤產(chǎn)量,t; h1 — 工作面采高,; L — 工作面長(zhǎng)度,150m; B — 采煤機(jī)截深,B=; Cg — 工作面割煤回采率,95%;γ— 煤體容重。 工作面產(chǎn)量預(yù)測(cè)工作面產(chǎn)量由循環(huán)割煤量和循環(huán)放煤量?jī)刹糠纸M成。當(dāng)工作面的長(zhǎng)度確定以后,可按下式計(jì)算工作面的日循環(huán)數(shù): CBHLKQnr????1式中 Q r — 工作面日產(chǎn)量,按年產(chǎn) 120 萬(wàn) t、年生產(chǎn) 330d 計(jì)算,Q r=3636t; K1 — 工作面正規(guī)循環(huán)率,取 ;L — 工作面長(zhǎng)度,取 150m;n — 日循環(huán)數(shù);內(nèi)蒙古工業(yè)大學(xué)本科畢業(yè)設(shè)計(jì)說明書19H — 煤層厚度,取 ;B — 循環(huán)進(jìn)尺,采煤機(jī)截深 ,1 刀 1 放,則 B=;C — 工作面回采率, 取 80%(割煤 95%,放煤 65%加權(quán)計(jì)算) ;γ — 煤體容重,取 。所以本次設(shè)計(jì)選取放煤布步距為 。當(dāng)前高產(chǎn)高效礦井工作面截深一般為 ~,本礦井采煤機(jī)截深取為 。首采面煤層厚度平均為 ,放頂煤高度 ,因而采放比約為 1:4。但采高增大時(shí),采放比縮小,有利于提高工作面回采率。工作面割煤與放煤高度工作面割煤高度除要考慮通風(fēng)行人運(yùn)料的要求外,設(shè)備投入量和機(jī)道上方頂煤和煤壁的穩(wěn)定性也必須考慮在內(nèi)。工作面布置如圖 331 所示:圖 331 工作面布置圖內(nèi)蒙古工業(yè)大學(xué)本科畢業(yè)設(shè)計(jì)說明書18 綜放工作面參數(shù)工作面長(zhǎng)度確定對(duì)于綜采工作面,為了延長(zhǎng)工作面服務(wù)年限,減少搬家次數(shù),應(yīng)盡量加大工作面的推進(jìn)長(zhǎng)度,國(guó)內(nèi)其它礦區(qū)的綜采工作面一般都在 1000m 以上。表 311 二采區(qū)巷道一覽表斷面尺寸序號(hào)巷道名稱斷面形式支護(hù)方式 凈寬(mm) 凈高(mm)凈面積(m2)巷道長(zhǎng)度(m)巷道坡度(186。階段運(yùn)輸、回風(fēng)大巷以及采區(qū)運(yùn)輸、軌道上山采用錨噴支護(hù),工作面進(jìn)回風(fēng)巷采用 U 型鋼抬棚支護(hù)方式。本設(shè)計(jì)中采用拱形斷面布置。本設(shè)計(jì)中采用留小煤柱法,將巷道與采空區(qū)通過小煤柱隔離,從而防止采空區(qū)的水與有害氣體串入巷道,危及安全生產(chǎn)。內(nèi)蒙古工業(yè)大學(xué)本科畢業(yè)設(shè)計(jì)說明書13在工作面交替過程中,由于工作面推進(jìn)長(zhǎng)度較大,在布置掘進(jìn)下一工作面回采巷道時(shí),會(huì)有一部分巷道在上一工
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