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課程設計-鶴壁煤電集團第六煤礦第22采區(qū)開采設計-文庫吧資料

2025-06-12 16:53本頁面
  

【正文】 壓支架DZ3520/110Q810組合開關8SKC921533008211移動變電站KBSGZY1600/10/1140112破碎機LPS—50113單體液壓支柱DZ3025/110Q814π,則支架工作阻力為2060kN。M—采高,; α—煤層傾角,本礦井為近緩傾斜煤層,按11176。根據本礦井的煤層地質條件,按倍數巖重法(估算法)計算液壓支架的工作阻力,公式如下: P=nSγMcosα =8cos11176。支柱支護高度按開采煤層厚度和頂板壓力確定。根據所選轉載機的型號,查手冊知應選LPS—500型破碎機,其主要技術參數如下表:LPS1000型破碎機主要技術參數表:型號LPS1000破碎能力(t/h)1000進料口寬度(㎜)1300進料口高度(㎜)700電動機型號JBY914/55功率(kW)110外形尺寸長高寬(㎜)450019701819質量(t)生產廠家石家莊煤機廠 本設計布置的是綜合機械化放頂煤工作面,綜采工作面采用支撐掩護式放頂煤液壓支架加單體液壓支柱進行支護。 2)、破碎機的機構與所選轉載機結構尺寸想適應。選用2臺噴霧泵,1臺工作1臺備用。乳化液箱應與所選用的乳化液泵站相配套,選用RX80/。根據以上所選設備,乳化液泵站選用2臺無錫煤機廠生產的XRB2B80/150型泵站并聯運行即可滿足要求,泵站額定流量80L/min,額定壓力為16MP,電機功率為30kW。 2)、乳化液泵的單機額定流量和泵的臺數應滿足工作面液壓支護設備操作的需要。根據布置的順槽長度和所選刮板機, 選寧夏天地西北煤機有限公司SSJ650/40型可伸縮膠帶輸送機。 3)、轉載機的機尾與工作面輸送機的連接要配套,并保證工作面刮板輸送機機頭有600~700㎜的卸載高度。前刮板輸送機SGD—730/180型刮板輸送機技術特征表技術特征參數型號SGD—730/180適用條件~出廠長度 m300小時運量t500鏈速 m/s電動機型號DSB—90功率kw902電壓V660、1140鏈破斷力V850外行尺寸(長寬高)㎜1500730220質量t110生產廠家西北煤機廠 后刮板輸送機選SGZ764/400技術參數表:輸送能力t/h800設計長度m280裝機功率kW2200鏈 速m/s刮板鏈型式中雙鏈鏈條規(guī)格mm2692 —C中部槽規(guī)格mm1500764222 1)、轉載機的運輸能力應大于工作面刮板輸送機的輸送能力;它的溜槽寬度與鏈速一般大于工作面刮板輸送機溜槽寬度與鏈速。考慮設備裝載不均衡性,采煤機運輸機同向行駛時的調整數,設計確定工作面刮板機運輸能力為1000t/h。牽引力 KN2109牽引行走機構 牽引速度 m/min620/360 裝機總功率 kw 機面高度 mm15051579 電動機 功率 kw920 電壓 kv3300 質量 t(1)、刮板輸送機運輸能力工作面刮板輸送機的能力應與采煤機實際生產能力相適應,考慮各種因素影響。臥底量 mm32526參照設計手冊經驗,根據上面計算可選,查手冊可得MG400/920WD(3300V)型合適?!?1176。煤層傾角平均為11176。查《采礦工程設計手冊》選取采煤機功率N為200千瓦。采煤機實際割煤能力:Q=60MBV采γK=60= 采煤機實際放煤能力:Q=60MBV采γK=60=174t/h式中:Q—采煤機理論生產率,t/h; M—回采工作面平均采(放)高,m; B—采煤機滾筒截深,m; V采—采煤機平均割煤速度,m/min; γ—容重,; K—總時間利用系數。采煤機平均割煤速度按下式計算:V=(L+2*L1)/(t—t1)=(180+220)/(36020)=式中:V—采煤機割煤速度,m/min; L—工作面長度,m; L1—采煤機斜切進刀長度,L1= B/tan3176。采煤機平均截割速度 考慮掘進出煤,掘進煤按年產量5%計算。和S=(B1+B2)*H/2,得到H=3200mm,B1=3472mm,進而求得斜長l=3250mm。已知膠帶運輸機型號為SSJ1000/M型可伸縮膠帶輸送機,其機頭尺寸參數為:高寬(㎜)=16652589mm,故在巷道底板起,=2589mm,對于綜采非人行側寬a=500mm,=1000mm,所以巷道凈寬為B=a+c+L=4089mm已知α=80176。條件適用時也可采用錨桿支護。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。工作面回采率 = 回采巷道布置本采區(qū)回采巷道采用單巷布置,相關回采工作面參數為下表序號巷道名稱斷面形狀支護材料巷道斷面(m2)長度(m) 繪制采區(qū)巷道布置圖此處采區(qū)巷道布置圖附于A4號CAD圖中,可另外翻閱。經降壓后的低電壓,由低壓電纜分別引向回采和掘進工作面附近的配電點以及上山輸送機、絞車房等用電地點。采區(qū)絞車房的回風是經由調節(jié)風門進入采區(qū)回風石門的;變電所的回風是經由回風上山進入回風石門;煤倉不通風,煤倉上口、上山刮板輸送機機頭硐室的新風直接由調節(jié)風窗供給。在平巷內由局部通風機送往掘進工作面,污風流則從回風上山進入采區(qū)回風石門。從工作面出來的污風,經回風巷,右翼直接進入采區(qū)回風石門。掘進巷道時所出的巖石或采煤所出的矸石,利用礦車從各平巷運出,經軌道上山到下部車場。物料自下部車場,經軌道上山到上部車場,然后經區(qū)段回風巷送至采煤工作面。最后一個區(qū)段工作面運出的煤,則由區(qū)段運輸巷至運輸上山,在運輸上山鋪設一臺刮板輸送機,向上運至煤倉上口。管子懸掛在人行道一側,電力電纜掛在非人行道一側,通信電纜掛在管子上方。已知該礦井正常的涌水量一般,為138m3/h。(3)旱采水溝坡度應于巷道坡度一致,考慮到流水暢通,平巷的坡度不應小于3‰,巷道橫向水溝坡度不應小于2‰,采區(qū)巷道坡度不宜小于4‰。的傾斜巷道的水溝,一般布置在行人側,當非行人側有適當的空間時,亦可布置,但應盡量避免穿越軌道或運輸機。設計采區(qū)采用雙軌巷道布置,因此巷道凈寬度:B=a1+b+c1 B——巷道凈寬度,㎜; a1 ,c1——分別為非人行側和行人側軌道(或輸送機)中線到巷道墻之間的距離,㎜; b——軌道(或軌道與輸送機)中線之間的距離,㎜;故巷道凈寬度為: B=a1+b+c1=(500+1050/2)+1300 +(1000+1050/2)=3850㎜采區(qū)運輸巷道常用道床參數表:巷道類型鋼軌型號kg/m道床總高度hc/mm道砟高度hb/mm道砟面至軌道面垂高ha/mm采區(qū)運輸巷道上、下山2215380350可不鋪設道砟,軌枕沿底板浮放,也可以在浮放軌枕兩側充填掘進矸石拱形巷道凈高度:拱高:半圓拱形巷道拱高為巷道凈寬度的一半,即:R= h0=B/2=1925㎜;按《煤礦安全規(guī)程》規(guī)定,取h4=2000㎜,查表選用24㎏/m鋼軌,再查表得hc=360mm,道碴高度hb=200mm,軌道中線到巷道中線間距b1=B/2a1=3850/21025=900㎜。㎜。本礦的設計生產能力為150萬噸,軌型為24kg/m,主要用于輔助運輸,運煤采用皮帶輸送機,電機車型號為XKg-6/140KBT,長4490mm,固定式礦車長2400mm。 另外,當水溝設于人行側,且水溝凈寬大于等于500㎜,應根據軌道鋪設的要求加寬人行道。巷道斷面凈尺寸,應根據該巷道內運行車輛或其它運輸設備的最大輪廓尺寸以及架設管線、行人、設備的運送、安裝、檢修和施工要求等因素確定,并應按通風要求進行驗算。3) 三心圓拱形:與半圓拱形相比,拱頂承壓能力差,但斷面利用率高,適用于圍巖堅硬的開拓巷道,上(下)山和硐室。2) 圓弧拱形斷面:由于光爆錨噴支護的推廣,拱部成形好,施工方便,多用于準備巷道。在目前條件下多采用半圓拱。設計運輸石門位于巖石中,頂板壓力較大,服務年限較長且巷道圍巖比較穩(wěn)固,為了減少一使用過程中掘進費用和維護費用,多采用拱形斷面。如采區(qū)內的準備巷道和回采巷道。1. 選擇斷面形狀應考慮的素1) 巷道所處的位置及圍巖的物理力學性質、礦山壓力的大小及作用方向;2) 巷道的服務年限和用途;3) 巷道的支護式和支護材料;4) 施工技術及其裝備的情況;5) 鄰近礦井同類巷道斷面的斷面形狀及其維護情況等。本設計中采準巷道有上山、絞車房、煤倉。煤巷,半煤巖巷采用綜合機械化掘進機組。條件適合時采用錨桿支護。由于巷道斷面較大,不利于巷道掘進和維護,要求采用強度較高的支護材料。 采區(qū)主要設備配備情況在該采區(qū)采用綜合機械化開采,采用單巷布置,運輸上山內設置有刮板輸送機;區(qū)段運輸平巷的一側需設置轉載機和膠帶運輸機;另一側設置泵站和移動變電所等電氣設備,故巷道斷面較大,一般達12㎡以上。生產能力:A=LvMγCL—工作面長度;V—工作面推進度, M—工作面平均采高; γ—煤層容重,; C— 工作面回采率,取93%A=180*891***= 煤柱尺寸井田邊境保護煤柱在井田邊境留設20m的保護煤柱,西邊的斷層邊界煤柱以30m留設,采區(qū)邊界煤柱取10m左右。L=330I第四章 采區(qū)巷道布置 采區(qū)主要參數的確定 傾斜長度:960m 走向長度:800m 生產能力首先確定達到設計產量時工作面總線長:式中:——采煤工作面總線長,m;——礦井設計年產量,t/a;——回采出煤率,;∑m——同采煤層總厚度,m;γ——煤層容重,t/m3;——工作面采出率,97%、95%、93%;——年推進度, L=330以內的緩傾斜、傾斜厚煤層以及急傾斜特厚煤層都可應用放頂煤開采。結論放頂煤開采與分層開采相比, 實現了合理的集中生產, 達到了增產、減人、提效、降低成本的目的,取得了顯著的技術經濟效果, 已成為厚煤層開采的發(fā)展方向之一。 工作面噸煤費用工作面噸煤費用為上述分項費用之和, 即:整層開采時 : Z1=K1/T1A1+A2/A1(D2+G2+B2)+2/M1L1RC1(J1+W1S/V1)+P3+DP分層開采時 : Z2=K2/T2A2+D2+G2+B2+△B+2N/M1L2RC2(J2+W2S/V2)+P4整層放頂煤開采與分層開采經濟效果的對比分析,利用上述費用計算的表達式可以判別。 回采工作面搬移費用若工作面搬移一次的費用為B3元,放頂煤整層開采時搬一次, 分層開采時每個分層都要搬一次,其噸煤費用的計算為:整層開采時 P3= B3/M1L1RC1S分層開采時 P4= B3/M2L2RC2S 采出率不同所造成的費用損失 放頂煤開采的采出率低于分層開采,由于煤炭損失增加所造成的經濟損失,以最保守的算法是按準備出噸煤儲量的費用DP(元/t)計算。一是一般性的截齒、乳化液、油脂等消耗,以分層開采時噸煤消耗B2(元/t)為基準,則整層開采時的B1為:B1=B2A2/A1二是分層假頂材料消耗△B(元/t),由于上分層不消耗假頂, 并按假頂為金屬網可使用三個分層計算。工作面采煤、運輸、支架等設備的噸煤折舊和大修費用hh2,以相應的設備總值分別為KK2,折舊年限為TT2計算噸煤費用分別為: h1=K1/T1A1 ; h2=K2/T2A2 以分層開采時的噸煤電費元D2(元/t)為基準, 整層放頂煤開采時設備功率大一些,但采煤機在放頂煤時不開動,所消耗的電能計算時可以近似地按相當于分層開采的一個分層所消耗的電能,即噸煤電費D1為:D1=D2A2/ A1回采工作面人員的安排,整層放頂煤開采雖然多了放頂煤工序,但可由移架工負責而不增加人員。經綜合比較后從中選優(yōu)。 綜放開采實現了緩傾斜特厚煤層的一次采全厚開采,采放比為1:3范圍之內,可采用單巷一大一小布置運輸順槽,回風順槽,垮落法處理采空區(qū)。較少煤損多,工作面采出率低,比分層開采低10%左右工作面煤塵少多設備運行數量多少適應性弱強綜上分析在厚煤層中,采用放頂煤開采較分層開采具有明顯的優(yōu)越性:①煤層掘進量小,掘進費用低,緩和了采掘關系;②減少了搬家倒面次數,節(jié)省了綜采面設備搬遷、安裝的工作量及費用;③較分層開采減少了鋪網工序、材料、工資及巷道維護等費用;④對急傾斜厚煤層,較普通開采的工作面產量提高1~3倍;⑤提高了煤炭的塊煤率,增加了煤炭的售價;⑥減少了設備的運行費,特別是采煤機,相對減少了噸煤設備折舊費或租賃費;⑦有利于礦井的集中控制,實現減面、減人,提高工效的目標;⑧提高勞動生產率,降低成本,比一般回采工效提高2~5倍。,屬于中厚煤層,可實現分層開采和一次采全厚放頂煤開采兩種方案,相比較一次采全厚放頂煤法更簡單易行。首先根據開采技術條件,提出技術上可行的幾個方案。保證礦井安全生產,有效地防止煤層自然發(fā)火和其它災害,為工人創(chuàng)造 舒適的井下工作環(huán)境。依靠科技進步,采用國內外新技術、新工藝
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