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采礦工程畢業(yè)設計-鶴壁煤電三礦礦井采區(qū)初步設計(參考版)

2024-12-06 10:11本頁面
  

【正文】 但是采用該方式,工作面工程規(guī)格質量不易保證 二、綜采面液壓支架的移架方式 (一)移架方式 我國采用較多的移架方式有三種:①單架依次順序式,又稱單架連續(xù)式,支架沿采煤機牽引方向依次前移,移動步距等于截深,支架移成一條直線,該方式操作簡單,容易保證規(guī)格質量,能適應不穩(wěn)定頂板,應用比較多;②分組間 隔交錯式,該方式移架速度快,適用于頂板較穩(wěn)定的高產綜采面;③成組整體依次順序式,該方式按順序每次移一組,每組二、三架,一般由大流量電液閥成組控制,適用煤層地質條件好、采煤機快速牽引割煤的日產萬噸綜采面。 端部斜切進刀時,工作面端頭作業(yè)時間較長,采煤機要長時間等待推移機頭和移端頭支架,影響有效割煤時間。若平巷過窄,則需輔以人工開切口方能進刀,這就難以發(fā)揮綜采的生產潛力。然后將輸送機移直;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;④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 。 2. 工作面端部斜切進刀 該方式又分為割三角煤和留三角煤兩種。 ㈢工作面 采煤機的進刀方式 1. 直接推入法進刀 其過程與單滾筒采煤機直接推入法進刀相同。 ( 2)往返一次割一刀,即單向割煤,工作面中間或端部進刀。 ㈡采面雙滾筒采煤機的割煤方式 ( 1)往返一次割兩刀。 有一些型號的薄煤層采煤機滾筒與機體在一條軸線上,前滾筒割出底煤以便機體通過 ,因此也采用“前底后頂”式布置。在某些特殊條件下,例如煤層中部含硬夾矸時,可使用采煤機的右滾筒為左螺旋,逆時針旋轉;左滾筒則為右螺旋,順時針旋轉。采煤機正常工作時,一般其前端的滾筒沿頂板割煤,后端滾筒沿底板割煤。 滾筒的轉向和位置 綜合機械化采煤工藝一般均采用雙滾筒采煤機,不開切 口進刀??梢娋C采面平巷臥底掘進有利于端頭管理。當采煤機牽引至終點位置時,端部無須開人工切口。 第三節(jié) 綜采工藝 ㈠綜采面平巷相對位置與端頭作業(yè) 綜采面平巷布置有利于設備運轉和維 護,有利于煤流在端頭處轉載和采煤機實現無人工切口端部進刀,并便于人員進出和材料運送,為端頭頂板支護創(chuàng)造良好條件。為了克服該缺點,在某些綜采面支架裝有護幫板,前滾筒割過后將護幫板伸平,護住直接頂,隨后推移輸送機,移架。為克服插底式裝煤困難的缺點,又研制了半插底式 機槽向煤壁傾斜 滯后支護式 割煤后輸送機首先逐段移向煤壁,支架隨輸送機前移,二者移動步距相同。 插底式支架在前移時,將底座前段插入輸送機機槽下方,推移輸送機后,底座前端與機槽相接,控頂減少了一個截深的寬度,適用于穩(wěn)定性差的頂板。但這種支護方式增大了工作面控頂寬度,不利于控制頂板。 及時支護方式 采煤機割煤后,支架依次或分組隨機立即前移、支護頂板,輸送機隨移架逐段移向煤壁,推移步距等于采煤機截深。一般說來,單架依次順序移架雖然速度慢,但卸截面積小,頂板下沉量比后兩種小得多,適于穩(wěn)定性差的頂板。我國開采薄及中厚煤層和大部分厚煤層時,幾乎都采用全部垮落法。如果不放頂, 工作面繼續(xù)向前推進,就會使頂板懸露過寬而頂板壓力過大、占用支架和頂梁過多。其主要工序是配合工作面推進定期進行回柱放頂工作。以后隨著工作面推進,每隔一定距離就按預定計劃回柱放頂。 全部垮落法,通常適用于直接頂易于垮落,或具有中等穩(wěn)定性的頂板。 隨著采煤工作面不斷向前推進,頂板懸露面積越來越大為了工作面的安全和正常生產,就需要及時對采空區(qū)進行處理。 二、頂板管理及采空區(qū)處理 采用全部垮落法處理采空區(qū)頂板簡單可靠、費用 少。在工作面我們采用依次順序式。 液壓支架 選用 BC48022/42,金屬制造,工作阻力為 4800KN中心距為 。外注式結構簡單、維修方便、初撐 力可靠、升柱速度快、工作行程大、重量小。 第二節(jié) 工作面支護頂板管理及采空區(qū)處理 一 .機采工作面支護 液壓支架 支護 ⑴液壓支架 的選擇 液壓支架 按供液方式不同分為內注式和外注式兩種類型。帶式輸送機選用 DSP 1080/4060。 三 運煤及移溜 采煤工作面輸送機的選擇 刮板輸送機適用于煤層傾角不超過 25 度的采煤工作面,但對于兼作采煤機運行軌道與機組配合的刮板輸送機,當工作面傾角大于 10 度時,要采用防滑措施,在采煤工作面的下順槽和聯絡眼也可以使用刮板輸送 機。 本工作面采用 端部斜切進刀割三角煤方式 。沿工作面全長這一工作過程稱為一個工作循環(huán)。推移距離等于采煤機滾筒的截割深度,也稱 為步距,為 米。 故選用: R550型采煤機,采高為 ,滾筒直徑為1060mm,牽引速度為 。故煤層傾角大于 10 度時還應考慮防滑裝置;在工作面潮濕的條件下,摩檫系數減小,傾角大于 8 度時,就應該考慮設備的防滑。以上為急傾斜煤層。為緩斜煤層; 2545176。 ③ 根據煤層傾角選型 煤層傾角分為四類: 0— 8176。開采這類煤層在技術上比較成熟,根據煤的堅硬度等因素,可選擇中等功率或大功率的采煤機。 ② 根據煤層厚度選型 采煤機的最小采高,最大采高,過煤高度、過機高度等都取決于煤層的厚度。 采區(qū)內留設的煤柱可以回收一部分,如區(qū)段隔離煤柱、上(下)山之間及其兩側煤柱等等,但不可能全部回收出來。 (6)斷層一側煤柱寬度根據斷層落差及含水等具體情況而定:落差大且含水時留 30~ 50m;落差較大留 10~ 15m;采區(qū)內落差小的斷層通常不留煤柱。 (4)回風大巷一側煤柱寬度:對于薄及中厚煤層約為 20m;對于厚煤層約為 20~ 30m。 (2)上下區(qū)段平巷之間的煤柱寬度:對薄及中厚煤層約為8~15m;對于厚煤層約為 30m。 (1)采區(qū)上 (下 )山間的煤柱寬度 (沿走向 ):對薄及中厚煤層為 20m;對厚煤層為 20~ 25m。在選擇合理煤柱尺寸時,須綜合分析確定。在通常情況下,煤層埋藏深度和厚度較大、圍巖較軟時,煤柱承受的壓力就較大。 巷道的掘進速度與掘進設備有關還與管理水平有關。 ⑼每米巷道粉刷面 積: Sn=+2h 2= m2 ㈥水溝斷面選擇 按巷道通過的水量 120 m3/h 、選用 2 號水溝,其凈寬B=400mm、深 H=400mm、凈斷面面積為 m2 、掘進斷面面積為 m2。 ⑸每米巷道錨桿數: N =( ) / D2=15 根 ⑹每米巷道噴射混凝土: V′ =( B2T1) +2h3 T1= ⑺每米巷道錨桿消耗: G=Ng= 式中 g 為每根錨桿的重量,鋼筋直徑為 14mm,長為 米,g=。 ⑷巷道計算掘進高度: H2= H1+δ =3615mm。 ⑵ 計算掘進寬度: B2= B1+2δ =4710mm 式中δ為計算掘進超挖量,取 75mm。 ㈢支架參數的確定 查圍巖分類表可知,砂巖屬于中等穩(wěn)定巖石,錨噴支護參數如下:噴射混凝土厚度 T1=100mm;鋼筋直徑 Ф =14mm;錨桿長度 米; 錨深 L=;錨桿間排距 D=800mm;錨桿外漏長度 T2=50mm;錨噴總厚度 T=T1=100mm。 ⑵凈斷面積 S: S=B( + h2) = ⑶用風速要求校核凈斷面: v =Q/S=< 8m/s 符合要求。 h3 =h5+h7+ hb R )(AR? =927mm h3 =h5+h7+ hb R( A1/2+m1+ D/2+b2) =1101mm 式中 D壓氣管法蘭盤直徑, D=160mm; h7管子吊件總高度約為 780mm; m導電弓至法蘭盤的安全距離,取 300mm; b2軌道中心至巷道中心的距離,取 500mm; 根據以上計算,壁高最大值為 1101mm,所以 h3 =1300mm,均可以滿足要求。 (二)大巷凈 斷面尺寸的確定 1、巷道的凈寬B (1)運輸設備尺寸:查表知電機車尺寸比礦車的大, 其寬度A 1= 1360 mm,高度 h = 1550 mm,架線高度 h4 =2021 mm。采區(qū)的涌水量為 2 m/min,大巷的服務年限約為25年,且大巷為雙軌布置。 一 、巷道斷面 巷道高度的確定,巷道寬度的確定,巷道斷面的確定。所 以采區(qū)巷道布置選擇雙巖上山。在技術上只需要將前兩種方案進行比較,然后選擇合理的巷道布置方案。 各種方案采區(qū)巷道布置圖 第一種方案 第二種方案 方案比較 根據已經提出的的方案及方案比較原則,兩個方案中相同的部分可以不參加比較,所以區(qū)段巷道布置不參加比較,就采區(qū)上山、聯絡巷進行比較。且上山兩旁留30米的保護煤柱。兩條上山間距 20米。 二 采區(qū)上山 根據采區(qū)煤層賦存穩(wěn)定、采區(qū)地質構造簡單的條件,采區(qū)上山可以提出兩種布置方案。服務年限為 。 ⑸采煤方法及采區(qū)生產能力 根據煤層的附 存條件,在二 .1 煤層中采用走向長壁綜合機械化采煤的方法采煤。 煤層內無夾矸及火成巖入侵的情況,煤層內無尖滅、分叉及合并的情況,煤層賦存完好,煤層頂板(直接頂)為碳酸巖,屬于中硬巖層,煤層底板為頁質砂巖,屬于比較堅硬的底板。煤層的平均厚度為 4 米,屬于中厚煤層,煤的視密度為 t/m3。 ⑶煤層要素及頂底板特性 煤層要素主要是走向、傾向和傾角。煤層賦存穩(wěn)定、完好。 ⑵采區(qū)內的地質構造 采取內無斷層、無褶曲,無熔巖陷落柱。 ⑴采區(qū)概況 該采區(qū)位于三礦二水平,在井底車場的左側,西為采區(qū)邊界,南于二 .5 采區(qū)相鄰,北是二 .1 采區(qū),且采區(qū)走向長度為 2021米,采區(qū)傾斜長為 1000米,采區(qū)面積 2021 000 ㎡。根據礦井瓦斯等級、進回風巷道數目、斷面和允許的最大風速,驗算通風允許的最大采區(qū)生產能力如下: 16024300 CC SA B ? ????? ? 式中 ? —— 巷道內允許的最大風速, m/ s; S —— 巷道凈斷面積, m2; C —— 日產 1t 煤需要的風量, m3/ min178。 (2)采區(qū)通風能力。對于普采或綜采工作面,采區(qū)集中巷和上 (下 )山運煤設備的小時生產能力,應與同時工作的工作面采煤機 小時生產能力相適應。 (1)采區(qū)運輸能力。 為保持采區(qū)合理的開采強度,每個雙翼采區(qū)內同采的工作面數目一般為 1~ 2個: 在一個采區(qū)內安排兩個綜采工作面,容易互相影響,可布置一個綜采工作面另外再布置 — 個普采或炮采工作面。 2.采區(qū)內同時生產的工作面數目 采區(qū)內同時生產的工作面數目,應根據煤層賦存條件、采區(qū)主要巷道的運輸能力、開采程序、采掘機械化程度、管理水平和采掘關系等因素,綜合考慮確定。 1.一個采煤工作面產量 000 CMLVA ?? 式中 L —— 采煤工作面長度, m; 0V —— 工作面推進度, am/ ; M —— 煤層厚度或采高, m; ? —— 煤的密度, t/ m3; 0C —— 采煤工作面采出率。 (二)確定采區(qū)生產能力的方法 ???ni iB AkkA 1 021 式中 BA —— 采區(qū)生產能力,萬 at/ ; 0A —— 一個采煤工作面產量,萬 at/ ; n —— 同時生產的采煤工作面?zhèn)€數; 1k —— 采區(qū)掘進出煤系數,取 ; 2k —— 工作面之間出煤影響系數, n =2取 , n =3 取。 為了保證采區(qū)的正常接替,生產采區(qū)處在產量遞減期時,新采區(qū)的全部準備工作(包括巷道掘進、設備的安裝和試運轉等),應當相應結束并留有適當余地。采區(qū)的生產能力要與采區(qū)儲量相適應,使采區(qū)具有相應的服務年限。 (2)采煤、掘進、運輸的機械化程度和通風、供電能力。可采煤層數目、厚度、傾角、層間距、煤層結構、頂底板巖石性質、煤層定程度和地質構造等是影響采區(qū)生產能力的主要因素。合理確定采區(qū)生產能力,可以充分發(fā)揮采區(qū)主要巷道和設備的效能,改善采區(qū)各項技術經濟指標,合理提高采區(qū)生產能力,是實現采區(qū)集中化生產,不斷提高礦井產量、減少同時生產采區(qū)個數的重要措施。在選擇合理煤柱尺寸時,須綜合分析確 定。在通常情況下,煤層埋藏深度和厚度較大、圍巖較軟時,煤柱承受的壓力就較大。急斜煤層采用偽斜柔性掩護支架采煤法的工作面長度一般為 30~ 60m。對拉工作面總長度一般為 200~ 300m。 實際工作中,都是根據煤層賦存條件、機械裝備情況、采空區(qū)處理能力以及通風能力等因素綜合考慮確定工作面長度。例如煤層群聯合布置的采區(qū),應使各區(qū)段上下煤層工作面長度相適應。所以,在高瓦斯礦井中,要考慮工作面通風能力對工作面長度的影響。瓦斯涌出量較大的煤層,風速是限制工作面長度的重要因素。綜采工作面實現了“支回合一”,減少了頂板控制對加大工作面長度的影響。傾角小時,可采用分段同時回柱以提高放頂能力;傾角大時,分段回柱則不夠安全。頂板控制對工作面長度的影響,通常表現為采空區(qū)處理能力趕不上采煤的速度,尤其在使 用單體支架的普采工作面,常出現這種現象。工作面輸送機的運輸能力和有效
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