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畢業(yè)設計_新龍煤礦礦井技術改造設計-文庫吧資料

2024-09-24 08:02本頁面
  

【正文】 PCM110 型顎式破碎機,破碎能力 1000t/h,電機功率 110kW。 75 型可伸縮膠帶輸送機,鋪設長度 600m,運輸能力 630t/h,電 機功率 2179。 工作面運煤設備: 前部刮板輸送機采用與 采煤機配套的 SGZ630/220 型可彎曲刮板輸送機,鋪設長度 150m,運輸能力 600t/h,電機功率 2110kW;后部刮板輸送機采用 SGZ730/400 型可彎曲刮板輸送機,鋪設長度 150m,運輸能力 700t/h,電機功率 2200kW。 2.工作面采煤、裝煤、運煤方式及設備選型 工作面采煤設備:選用 MG- 160/375- W 型 無鏈,齒輪銷排式液壓牽引 ,采高 - , 適應煤層傾角:≤ 35176。 表 521 達到設計生產能力時采區(qū)工作面特征表 采區(qū)名稱 采煤工作面 個數 裝備 煤層平 均厚度 (m) 機采 高度( m) 放頂煤 高度 ( m) 年推進度 (m) 年生產能力 ( kt) 一采 區(qū) 1 綜采放頂煤 792 第三節(jié) 回 采 工藝與勞動組織 一 、工作面回采方向 回采工作面回采方式為采區(qū)內采用前進式開采,工作面采用后退式開采,同一翼相鄰工作面間采用順序開采。 =989566(t/a) =(2)掘進工作面掘進煤量計算 礦井移交生產及達到設計產量時,井下共裝備兩個煤巷掘進工作面,掘進斷面平均 ,掘進工作面年總推進度為 1500m,則掘進工作面掘進煤量計算如下: A 掘 =1500=20700t/a=(3) 礦井生產能力計算 A 礦 =A 采 +A 掘 =+=可滿足礦井 1200kt/a 即 。 792179。 +179。 792179。 太原理工大學畢業(yè)設計 26 則 A 采 =179。 r178。 l178。 r178。 l178。礦井實際生產能力即為回采工作面生產能力和掘進工作面掘進煤量之和。 一采區(qū)巷道布置見圖 521,圖 522。 一采區(qū)位于井田 西 部,采區(qū)東西 長 ,南北長 ,采區(qū)面積約,為單翼開采采區(qū),采用 走向 長壁開采。 第二節(jié) 采區(qū)布置 一 、采區(qū)尺寸、巷道布置 1.采區(qū)尺寸 根據井田開拓布置、煤層賦存條件及開采技術條件,以及工作面裝備水平,確定礦井移交生產和達到設計生產能力時布置一個采區(qū)保證礦井 1200kt/a的生產能力。 ( 2) 放頂煤開采: 放頂煤開采與分層開 采相比有以下明顯優(yōu)點: a、煤層掘進量小,掘進費用低,緩和了采掘關系; 太原理工大學畢業(yè)設計 24 b、減少了搬家倒面次數,節(jié)省了設備搬遷、安裝的工作量和費用; c、較分層開采對煤層厚度變化、地質構造適應性強,且減少了鋪網工序、材料、工資及巷道維護等費用; d、工作面處于減壓帶,降低了支架噸位和支護成本; e、頂煤利用礦壓落煤、裝煤、變不利因素為有利因素; f、有利于礦井的集中控制,實現(xiàn)減面、減人、提高工效的目標; g、提高勞動生產率,降低成本,比一般回采工效提高 2~ 5 倍,經濟效益顯著,噸煤成本一般降低 8~ 20 元。 結論:從上述計算可以看出,一采區(qū)內 1 15號煤層間距 ,其導水裂隙帶高度 ()大于兩層煤層間距,若采用上行開采,可能會產生 12號煤及頂底板物理力學性質發(fā)生變化:但通過采取技術安全措施是可行的。 太原理工大學畢業(yè)設計 23 Hp——上行開采必要的層間距, m 對該礦而言, 15 號煤層的直接頂上,有一層厚度為 的石灰?guī)r,巖性較堅硬,可作為平衡巖層;必要層間距僅為 ,小于該礦井實際層間距 ,因此 12 號煤層可實行上行開采 。而導水裂隙帶高度公式一結果為 ,公式二結果為 ,均大于 ,既當上行開采 12 號煤層時, 12 號煤層中因受 15 號煤層采動影響,煤層有裂隙分布,可進行上行開采,但應采取相應措施。 該礦 12 號煤與 15 號煤之間有三層總厚度為 的石灰?guī)r,可看作堅硬巖層,根據礦井地質資料計算,求的 K=,從比值判別法角度分析,開采上覆 12 號煤層時,會受到 15 號煤層的采動影響,應采取相應措施。 據地質報告及省煤炭工業(yè)局綜合測試中心檢驗報告提供 15 號煤層有爆炸危險性; 15 號煤層屬自燃煤層,自燃等級為 Ⅱ 級。屬 全井田穩(wěn)定可采煤層。煤層厚 ~ ,平均 ,厚度變化不大,全井田穩(wěn)定可采,結構簡單,頂板為泥巖或砂質泥巖,底板為細砂巖。 ) 支 護 形式 巷道長度 斷面積 (m3) 掘進體積 (m3) 凈 掘進 井巷 硐室 小計 備注 1 井底車場 煤 錨噴 2 主斜井井底清理撒 煤巷及沉淀池 基巖 錨噴 3 井底煤倉及裝卸載硐室 基巖 素砼 2020 4 井底煤倉上口機頭硐室 煤 素砼 1000 5 等候室、醫(yī)務室及通路 煤 錨網噴 600 6 中央變電所及通路 基巖 素砼 800 7 主排水泵房及通路 煤 素砼 800 8 主排水泵房配電硐室 煤 素砼 500 9 管子道 基巖 25176。 井底車場巷道和硐室的支護形式、支護材料、工程量詳見表 351。 備 注 新開掘 井筒 刷大 井筒 新開鑿井筒 三 、井底車場硐室名稱及位置 一.)主要硐室及位置 根據生產需要,在距主斜井井筒落底點 20m 處的井筒內,布置有下放式井底煤倉及裝卸載硐室;在主斜井井底 +590m 水平巷道中,設置有主井井底撒煤沉淀 池、主變電所等硐室,通過井底清理撒煤斜巷與 15 號煤一采區(qū)軌道大巷連接;在副斜井井底車場內設有把鉤房、躲避硐室、主排水泵房、主排水泵配電硐室、管子道、井底水倉等硐室。動力 電纜 及部分通鋪設 30kg/m單軌 1t 系列礦車 ,擔負液壓支架及矸石、輔助材料等的提升任務,兼作安全出口 裝備玻璃鋼梯子間。00′00″ 井筒斜長或垂深 (m) 井筒凈徑或凈寬 (m) 井 筒 支 護 支護 形式 表土及 基 巖風化段 C25 鋼筋 混凝土砌碹 C25 鋼筋 混凝土砌碹 單層鋼筋現(xiàn)澆 C25 砼單層井壁 基巖段 錨噴 (圍巖破碎時采用錨網噴 ) 錨噴 (圍巖破碎時采用錨網噴 ) 現(xiàn)澆 C25 砼單層井壁 支護 厚度 (mm) 表土及基 巖風化段 500 350 700 基巖段 100 100 350 斷 面 積 (m2) 斷面形狀 半圓拱形 半圓拱形 圓形 凈 掘進 表土及基 巖風化段 基巖段 井 筒 裝 備 裝備一臺帶寬 的大傾角帶式輸送機及繩輪直徑為 的架空乘人器 。 27176。 30′ 00″ 90176。 表 341 礦井各井筒特征表 井筒名稱 項目 主斜井 副 斜 井 回風立井 井口座標 (m) 緯 距 (X) 經 距 (Y) 標高 (m) 井 口 (Z 口 ) +(底板 ) + (軌面 ) + (底板 ) 井 底 (Z 底 ) +(底板 ) +(軌面 ) +(底板 ) 方 位 角 (度 ) 176176。車場采用平太原理工大學畢業(yè)設計 18 車場形式,車長巷道利用已有斷面并刷大,車場內設高、低道線路和進出車線 。 井筒斷面布置詳見 圖 34 34 34 34 345。 副斜井: 原斷面為 寬,井筒改造刷大后凈寬 ,凈斷面 m2,表土段采用鋼筋混凝土砌碹支護,基巖段采用錨噴支護, 井筒內鋪設軌距為600 的 30kg/m 的單軌, 設臺階及扶手。 二、井筒布置及裝備 主斜井: 凈寬 ,凈斷面 ,表土段采用鋼筋混凝土砌碹支護,基巖段采用錨噴支護,裝備帶寬 的大傾角帶式輸送機及繩輪直徑為 的架空乘人器。 太原理工大學畢業(yè)設計 17 第五章 礦井基本巷道 第一節(jié) 井 筒 一、井筒數目 根據推薦的井田開拓方案,礦井 兼并重組 移交生產及達產時,共布置主斜井、副 斜 井和回風立井三個井筒, 三個井筒中主、副井筒位于一個工業(yè)場地內,回風立井井筒位于回風井場地內 。 各條巷道間距為 30m。巷道斷面按礦井通風要求設計。凈寬 ,凈高 ,凈斷面 。 一采區(qū)膠帶大巷、一采區(qū)膠帶下山均 沿 15 號煤層底板布置,巷道坡度 0~17176。巷道采用 距型 斷面,錨網噴 加錨索 支護。巷道斷面按通過液壓支架設計,同時考慮了綜合管線布置和礦井通風要求。 三 、主要運輸大巷及回風 巷 的布置方式和位置選擇 現(xiàn)將開拓大巷的布置情況敘述如下: 礦井初期主 要巷道為 一采區(qū)軌道大巷 、 集中軌道大巷、一采區(qū)膠帶大巷、太原理工大學畢業(yè)設計 16 一采區(qū)膠帶下山 、 一采區(qū)軌道下山 、 一采區(qū)回風大巷 、 一采區(qū)回風下山 。 三).礦井通風方式 礦井采用 中央并 列式通風系統(tǒng) ,主、副 斜 井筒進風,回風井回風。在井筒穿12 號煤時布置 12 號煤甩車場,通過 12 號煤集中軌道運輸巷與甩車場及 12 號煤一采區(qū)軌道大巷相連。在井底車場距副斜井井筒落底點 處基本沿 +620m 水平布置一條集中軌道大巷,與一采區(qū)軌道 大巷相接。上述巷道除回風巷道沿煤層頂板布置外,其余膠帶及軌道巷均沿煤層底板布置。上述巷道除回風巷道沿煤層頂 板布置外,其余膠帶及軌道巷均沿煤層底板布置。并將該大巷延至 X4 陷落柱附近,沿現(xiàn) 15113 順槽布置二采區(qū)膠帶、軌道及回風巷三條巷道,巷道間距為 30m,巷道保護煤柱為 40m。 新掘回風立井井筒,井筒斷面直徑 5m,斷面積為 , 落底于 15 號煤層頂板上 15m的巖層中,落底標高為 +(底板),井筒垂深 , 兼作安全出口井 。 在現(xiàn)主井北部即現(xiàn)澡堂東部新掘主斜井井筒,傾角 25176。 則:礦井及水平服務年限均為 22052/(1200)= 13(a)。 四、礦井及水平服務年限 礦井及水平服務年限均按下式計算: T=Z/(A設計以一個水平開采 15 煤層。 本井田煤層賦存特征、地質構造、開采技術條件等,確定礦井設計生產能力為 1200kt/a。 3.生產環(huán)節(jié)因素:井下煤炭采用膠帶輸送機運輸,輔助運輸采用調度絞車,大巷兩側布置條帶開采,生產系統(tǒng)簡單,運輸環(huán)節(jié)少,礦井生產能力適宜加大。 表 313 礦井設計資源 /儲量計算表 單 kt 煤層 編號 礦井工業(yè)資源 /儲量 永久煤柱損失 礦井設計資源/儲量 工業(yè)場地和主要井 巷煤柱損失 開采損失 設計可 采儲量 井田 邊界 村莊、斷層 采空區(qū) 合計 工業(yè) 場地 主要 井巷 合計 12 7588 407 1152 1559 6029 545 1007 1552 672 3806 15 33259 1928 2509 463 41200 28359 2583 4309 6892 3220 18247 合計 40813 2334 3662 463 6459 34388 3128 5316 8444 3892 22052 太原理工大學畢業(yè)設計 13 第三章 礦井設計生產能力及服務年限 一、礦井工作制度 礦井設計年工作日 330d,每天 四 班作業(yè) (三 班生產、一班準備 ),每天凈提升時間 16h。 工業(yè)場地及井田內 的村莊留均設了 150m 的 安全煤柱, 采煤過程中不會受到破壞 。上山取 72176。工業(yè)場地及村莊保護煤柱通過移動角法設計: 松散層及基巖厚度參照鄰近鉆孔太原理工大學畢業(yè)設計 12 的資料確定,松散層的移動角取 45176。井田境界煤柱按 20m 寬留設, 陷落柱、斷層、采空區(qū)保安煤柱按30m 留設,工業(yè)場地、 村莊保安煤柱均是在其邊線外留出保護等級圍護帶寬度,然后按照各巖層的移動角計算出各巖層的水平移動長度,所有巖層水平移動長度之和即為圍護帶外煤柱的寬度。C 式中: ZK——礦井設計可采儲量, kt; Zs——礦井設計資源 /儲量, kt; P——開采煤柱損失, kt; C——采區(qū)回采率, 根據《煤炭工業(yè)礦井設計規(guī)范》, 12 號煤層取80%, 15 號煤層取 75%。 2.設計資源 /儲量 礦井設計資源 /儲量=礦井工業(yè)資源 /儲量-永久煤柱損失 永久煤柱損失包括井田境界,已有的地面建 (構 )筑物、村莊、斷層煤柱、河流煤柱、鐵路煤柱等永久性煤柱損失。詳見表 312。左右,且傾角變化不大,故 本次資源 /儲量估算采用地質塊段算術平均法,估算公式如下: Q= 式中: Q——塊段資源 /儲量( kt); S——塊段面積 k( m2),采用水平投影面積,用計算機配合軟件在
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