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寬溝煤礦4煤層開采設(shè)計畢業(yè)設(shè)計說明書(參考版)

2025-07-15 11:10本頁面
  

【正文】 矸石運輸采用 3t 固定式礦車,材料運輸采用材料車,液壓支架采用 18t 平板車運輸。架空人車上山為采區(qū)人員升降服務(wù)。 掘進工作面煤炭經(jīng)轉(zhuǎn) 載機→可伸縮帶式輸送機→溜煤眼→皮帶上山膠帶輸送機→+1255m水平石門皮帶機 →主斜井皮帶機→地面 。 煤流系統(tǒng) 礦井煤炭采用膠帶輸送機連續(xù)運輸。 軌道上山各中部車場為單側(cè)甩車場,軌道上山上部車場為平車場,上部車場標高為 +1432m。 首采區(qū)回采工作面接續(xù)見表 4- 2- 4。 (二)開采順序 采區(qū)內(nèi)煤層開采順序為先采上層煤,后采下層煤的下行式開采方式,首采工作面布置在 B42 煤層最下一區(qū)段,目地為縮短礦井建設(shè)主要矛盾線使礦井盡早投產(chǎn),再就是先采出采區(qū)的最下一區(qū)段,對其它區(qū)段開采時減少頂板涌水有利。 運輸石門與下部車場連接點多,交岔點開口密集。 工作面平巷與上山間的平面交叉多,系統(tǒng)連接復雜。 采區(qū)巷道數(shù)目多,生產(chǎn)分散。 各煤層間災(zāi)害波及范圍大,各煤層相互影響,不能根據(jù)各煤層開采技術(shù)條件區(qū)別對待工程類別。 通風風路長,風阻大。 同時占有設(shè)備多。 主要工程中巖巷比例高,聯(lián)合布置時巖巷可比工程量 20xxm,比混合布置時多1014m。 分層布置時,上山煤柱尺寸小,采區(qū)回采率高。 上山服務(wù)期相對聯(lián)合布置時短,有利于減少上山維護費用。也不受上部邊界垂直劃分造成各煤層傾斜長度大、小不一的影響,各煤層回風水平標高容易調(diào)整,回風水平以上丟煤少。單位成巷成本低。 運輸環(huán)節(jié)少。 上、下部車場布置受煤層層間距約束小,易于處置。 同一區(qū)段內(nèi)不同煤層有利于搭配生產(chǎn),工作面搬家倒面方便。 同時占用設(shè)備少。見圖 4- 2- 1~2。 經(jīng)比較,設(shè)計分析認為混合布置方案雖投資較高,但采區(qū)生產(chǎn)靈活性強,生產(chǎn)與接續(xù)施工干擾小,系統(tǒng)簡單,工 期短。 Ⅲ 勘 線鉆孔資料各煤層間距表 表 4- 2- 1 1 40 ZK303 ZK301 煤層間距平均值( m) α 垂距 鉛垂距 水平距 B42 煤厚 14~ 16176。 方案 Ⅰ :集中聯(lián)合布置方案,即在采區(qū)內(nèi)布置一組上山, B42~ B0 六層煤實行聯(lián)合開采。 由表 4- 2- 1 可見,采區(qū)內(nèi) B4 B41 二煤間距較小 ,其它各煤層間距稍大 ,介于 ~ 。 、分層和開采順序 (一)煤層分組 采區(qū)內(nèi)開采煤層層數(shù)較多,各煤層之間的間距大小不一,煤層的分組合理與否將直接影響到采區(qū)巷道布置。采區(qū)走向長約 4400m,傾向?qū)捈s 700m,面積 左右。 1 39 第 4 章 采區(qū)布置及裝備 采 區(qū) 布 置 、工作面數(shù)目及位置 礦井移交生產(chǎn)時,在一采區(qū) B42 煤層中 布置一個綜采工作面。 ( 5)減速器:整機配套 ( 6)制動器:整機配套 ( 7)逆制器: 整機配套 ( 8)軟啟動裝置:整機配套 ( 9)拉緊裝置:車式拉緊裝置 ( 10)彈簧清掃器:兩組 ( 11)空段清掃器:兩組 ( 12)安全綜合保護裝置一套:整機配套。30′ ( 3)膠帶:帶寬 B=1200mm, ST1600N/mm鋼繩芯膠帶。其技術(shù)參數(shù)為: ( 1)輸送物料:原煤,粒度 0- 300mm,松散比重 。 μ2= , eα2μ2= P=F1+F2- F3 P1=S12- S1 P2=S2- S12 功率配比: P1: P2=1: 1 根據(jù)表?。?S4=S3=1700kg S1=S4- F1+F3+q0H=17314kg S2=S3+F2+q0H=6508kg S12=S2eμ 2α 2==13081kg ( 5)上述計算值應(yīng)滿足以下條件 1)應(yīng)滿足不打滑條件 S1/S12≤ eα1μ1 , S12/S2≤ eα2μ2 S1/S12= , S12/S2== eα2μ2 滿足不打滑條件 1 38 2) S3 應(yīng)大于下分支最小張力 S0′ S3=1700kg S0′=1400kg S3S0′ 滿足要求 ( 6)安全系數(shù)驗算 膠帶強度選用 ST1600N/mm, 其 安全系數(shù)為: m=ST ( 4)采用雙傳動膠面滾筒: α1=170176。L 上山膠帶運輸機 基本參數(shù) ( 1)輸送物料: 原煤,粒度 0~ 300mm; ( 2)松散密度: γ= t/m3; ( 3)運量: 600t/h; ( 4)斜長: 620m; ( 5)下運傾角: 13176。m 1 36 制動輪直徑: 300mm 減速器型號: CWS355,速比 40。 RJY37- 176。 (四) 拉緊行程確定 Li= = 考慮富裕系數(shù),確定行程 L= 7m 根據(jù)以上計算,選擇架空索道人車其型號為: RJY37- 176。 (三) 牽引鋼絲繩驗算 SK = mSmax 1 35 式中: SK ——鋼絲繩破斷拉力總和; m——鋼絲繩的最低安全系數(shù) .取 m= 6; Smax——最大張力點張力; SK =238N< 因此,選擇鋼絲繩 22NAT619S+FC1570ZS,其鋼絲破斷拉力總和: Qq=, 公稱抗拉強度 1570Mpa,滿足要求。 (三) 電動機功率的計算 動力運行時: Nе= Kb( S3- S4) V/ 1000η= 式中:K b——電動機功率備用系數(shù),一般取K b= ~ ; η——傳動功率, η= 。cosα0+ sinα0) Lg =5133N W2-3 =[ Pk+( Q1 + Q2 )/ λ1 ] ( ωcosα0- sinα0)L g =4430N 各點張力: S4= Smin= 24462N S1= S4+ W4-1 = 39734N S2= = 40131N S3= S2+W2-3 = 35701N 式中: Q1 ——每 人體重,取 Q1 = 80kg; Q2 ——每把吊椅重量,取 Q2 = 15kg; ω——牽引鋼絲繩運行阻力系數(shù),動力運行時,取 ω= ;制動運行時,取 ω=; L——井筒斜長, L=759m。 各點張力的計算 ( 1)當下放側(cè)無人乘坐而上升側(cè)滿員時:(動力運行狀態(tài)) 線路運行阻力: W4-1 =[ Pk+( Q1 + Q2 ) / λ1 ] ( ω ( 9)牽引繩在驅(qū)動輪上的圍包角 α= 180176。 ( 7)托輪間距: λ2 = ,取 λ2 = 8m。 ( 2)預(yù)選驅(qū)動輪:直徑= ( 3)預(yù)選減速機: CWS355, i= 40。架空人車選型計算如下: 設(shè)計依據(jù) ( 1)上山垂高: ( 2)上山 斜長: L=759m ( 3)上山傾角: α= 13176。寬179。 礦車規(guī)格特征見表 3- 4- 1;投產(chǎn)時, 3t 礦車數(shù)量按排列法計算,總計 56 輛, 3t 礦車及其他車輛型號數(shù)量、使用地點配備見表 3- 4- 2。 礦 車 考慮到公司各礦礦車的統(tǒng)一互換性,方便維修與加工,輔助運輸 車輛采用 3t 固定 式礦車 。 輔助運輸方式 選擇 輔助運輸主要是承擔礦井的矸石、材料、設(shè)備、人員的運輸任務(wù)。鑒于井田煤層賦存穩(wěn)定、儲量豐富,煤層生產(chǎn)能力大,工作面生產(chǎn)集中,為減少運輸環(huán)節(jié),簡化運輸系統(tǒng),提高礦井自動化和集中控制程度,設(shè)計確定煤炭運輸自井下工作面至地面采用膠帶輸送機連續(xù)運 1 30 輸方式。井底車場巷道及硐室總工程量為 1688m( 25529m3 )詳見表 2- 5- 1。 井底車場及硐室目前正在施工,圍巖多為細砂巖和粗砂巖,車場巷道及硐室施工條件尚好。水倉總?cè)莘e為 8800m3,符合《煤礦安全規(guī)程》要求。 水倉:井底水倉由內(nèi)水倉和外水倉組成,當一個水倉清理時,另一個水倉能正常使用。硐室距周圍巷道距離按規(guī)程要求在 25m 以上。 井下爆 炸材料發(fā)放硐室:容量為 1 天的爆炸材料供應(yīng)量( 140kg),發(fā)放硐室回風道直接與回風上山相通。 管子道:中央水泵房管子道與主斜井相連,管子道出口較井底車場水平高出 。 (二) 硐室 布置 中央水泵房及中央變電所: +1255m 井底水平中央水泵房及中央變電所聯(lián)合布置, 1 28 中央水泵房內(nèi)設(shè) 7臺水泵并預(yù)留一臺泵位,水泵房長 66m,通道內(nèi)設(shè)密閉門和柵欄門。井底車場型式采用雙道起坡平車場。 35″ 39″ 25176。 15176。 30’ 7176。 1 27 數(shù)的確定 井 筒 特 征 表 表 2- 4- 1 序 號 名 稱 單位 井 筒 主斜井 副斜井 回風斜井 1 井口 坐標 X m y m 2 井口設(shè)計標高 m + + + 3 提升方位角 176。井口標高+。副斜井承擔礦井輔助提升任務(wù),兼進風和安全出口。 35′ 39″,斜長 695m。井 口軌面標高+。主斜井承擔井下煤炭上運任務(wù),兼進風和安全出口。 35′ 23″,斜長 731m。井口混凝土底板標高 +。 井 筒 礦井移交及達到設(shè)計生產(chǎn)能力 時,共開鑿三個井筒,即在工業(yè)場地內(nèi)開鑿主、副斜井,在風井場地內(nèi)開鑿回風 斜 井。 礦井投產(chǎn)時采用中央分列式通風系統(tǒng),抽出式通風方法,首采區(qū)乏風經(jīng)采區(qū)回風上山直接流入 +1432m總回風石門和回風斜井被排出地面。后期根據(jù)礦井的開拓布置、煤層分組、水平劃分和井下主、輔運輸方式,設(shè)計各 水平主要大巷布置二條,即膠帶輸送機運輸大巷和軌道運輸大巷。一水平實行上山開采,二水平實行上、下山開采。 為使階段斜長合理,上、下山開采布置技術(shù)可行,水平之間延深連接方便,同時還能東西兩翼統(tǒng)籌兼顧,設(shè)計確定礦井共設(shè)二個開采水平。 根據(jù)目前已施工工程,井底車場水平已確定了礦井的一水平標高,一水平標高 +1255m, 其階段垂高 200m 左右,斜長約700m。 井田含可采及局部可采煤層共七層, 各煤層編號自下而上為 B0、 B B B B B B6,其中 B4 煤層在井田中東部又分叉成 B41和 B42。 井田地層為走向北西~南東,傾向北東的單斜構(gòu)造,地層傾角 10~ 18176。 采區(qū)開采順序:根據(jù)礦井開拓布置及采區(qū)所在位置,采區(qū)之間開采順序為:一水平先采一采區(qū),后采二采區(qū);二水平先采上山部分的三、四、五采區(qū),后采下山部分的六、七采 區(qū)。 煤層開采順序:本礦井煤層層數(shù)較多,煤層間距較近,相鄰煤層之間存在壓茬關(guān)系, 1 23 無法實行上行開采。井田各采區(qū)煤組(層)劃分情況見表 2- 3- 2。具體為:對相鄰煤層層間距 ≥15m,煤層傾斜長度超過 700m 且煤層厚度 ≥5m的煤層單獨布置采、準系統(tǒng)。 采 區(qū) 特 征 表 表 2- 3- 1 編號 特征 走向長度( m) 含 煤 備注 一采區(qū) 雙翼 4400 B4 B B B B B0 二采區(qū) 雙翼 3400 B B B B B B 三采區(qū) 雙翼 4200 B4 B B B B B0 四采區(qū) 雙翼 2500~ 3600 B B B B B B1 五采區(qū) 單翼 1800~ 1000 B4 B B B B B0 六采區(qū) 雙翼 5700~ 2800 B4 B B B B B0 七采區(qū) 單翼 1800 B4 B B B B B0 煤組(層)劃分 由于井田內(nèi)各煤層分布范圍各自不一、厚度不同、相鄰層間距大小有別。 全井田共劃分七個采區(qū),其中一水平劃分二個采區(qū),二水平劃分三個上山采區(qū)和二個下山采區(qū)。的單斜構(gòu)造,井田內(nèi)沒有發(fā)現(xiàn) 大的斷裂構(gòu)造和褶曲。其幾何形狀為不規(guī)則的多邊形。形成對角式通風系統(tǒng)。 根據(jù)已施工的主、副、風三條斜井的斷面與規(guī)格,經(jīng)設(shè)計驗算,均能滿足礦井生產(chǎn) 1 21 規(guī)模 (后期 )時的通風、行人、管線和設(shè)備布置要求,故礦井投產(chǎn)時共設(shè)有三個井筒。主斜井主要擔負礦井的提煤任務(wù)兼作進風井和安全出口;副斜井主要擔負礦井的輔助提升和人員升降任務(wù)并兼作進風井和安全出口;風井為礦井的專用回風井并兼作安全出口井。 的確定 礦井投產(chǎn)時共設(shè)主井、副井、風井三個斜井井筒,現(xiàn)均已建成。 綜上分 析,本礦井開拓設(shè)計中主要突出的矛盾是地形地貌復雜,限
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