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煤礦開采學課程設計(DOC30頁)

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1、 河南工程學院《煤礦開采學》 課程設計 **礦**采(帶)區(qū)120萬噸/年生產能力設計 學生姓名: 李 想 學 號: 23 學 院: 安全工程學院 專業(yè)班級: 煤礦開采技術1332 專業(yè)課程: 煤礦開采學 指導教師: 趙新濤 2015 年1月11日 27 / 33 《煤礦開采學》課程設計任務書 題

2、目 **礦**采(帶)區(qū)120萬噸/年生產能力設計 專業(yè) 煤礦開采技術 班級 1332 一 設計題目 **礦**采(帶)區(qū)120萬噸/年生產能力設計。 二 設計時間 2014年12月29日——2021年1月11日 三 設計資料 詳見本課程設計大綱。 四 完成的任務 (1)設計內容:采(帶)區(qū)巷道布置、采煤工藝設計、設計圖紙。 (2)提交課程設計報告。 五 成果要求 文字格式要求 主標題:三號字、居中、宋體、加黒,段后為自動。 正文:全文宋體、小四號字、段前段后0

3、、行間距1.5,首行縮進2個字符(包括各級標題)。 編碼:采用中式“一、二、三、…(一)(二)(三)…1.2.3.…(1)(2)(3)…①②③…”編碼形式,不得采用自動生成格式。其中“一、(一)”做為標題,加黒,單獨成行。“1.(1)”可以做標題,也可以不做標題,如果做標題,需單獨成行,做還是不做標題,均不需要加黒。 圖表:圖表文字及說明等均采用五號宋體。表格要有表頭(表頭包括表號、表名),表頭在表的上面并居中加黑。圖要有圖號、圖名,在圖的下面并居中,不需加黒。 公式:采用公式編輯器編寫,要規(guī)范,必要時要編號,編號要寫在公式的尾部。 裝訂:A4紙打印,加封面,左側裝訂。 封面:封面裝

4、訂,也可以粘貼在學生“課程作業(yè)”的檔案袋表面。 圖紙要求(需要制圖的情況) 本設計繪制一張大圖(二號圖紙) :采(帶)區(qū)巷道布置平面圖和(1:2022)剖面圖(1:2022)。設計圖紙四周各留20mm的邊框線,右下角留出標題欄。凡設計圖中已有內容,說明書中都可以不畫。 指導教師簽名: 2015年 1月 11日 目 錄 前言2 第一章 采區(qū)巷道布置4 第一節(jié) 采區(qū)儲量與服務年限4 第二節(jié)采區(qū)內的再劃分6 第三節(jié) 確定采

5、區(qū)內準備巷道布置及生產系統(tǒng)7 第四節(jié) 采區(qū)煤倉設計10 第二章采煤工藝設計15 第一節(jié) 采煤工藝方式的確定15 第二節(jié) 工作面合理長度的確定20 第三節(jié) 采煤工作面循環(huán)作業(yè)圖表的編制21 小 結24 參考文獻25 前 言 課程設計內容 1、設計題目的一般條件(假象礦井) 某礦第一開采水平上山某采(帶)區(qū)自下而上開采K1、K2和 K3煤層,煤層厚度、層間距及頂底板巖性見綜合柱狀圖。該采(帶)區(qū)走向長度2500米,傾斜長度1000米,采(帶)區(qū)內各煤層埋藏平穩(wěn),地質構造簡單,無斷層,K1和K2煤層屬簡單結構煤層

6、,硬度系數 f=2,各煤層瓦斯涌出量也較小。設計礦井的地面標高為+30米,煤層露頭為-30米。第一開采水平為該采(帶)區(qū)服務的一條運輸大巷布置在K3煤層底版下方25米處的穩(wěn)定巖層中,為滿足該采(帶)區(qū)生產系統(tǒng)所需的其余開拓巷道可根據采煤方法不同由設計者自行決定。 2、設計題目的煤層傾角條件 煤層傾角條件:煤層平均傾角為25 設計采(帶)區(qū)綜合柱狀圖 柱 狀 厚度(m) 巖 性 描 述 8.60 灰色泥質頁巖,砂頁巖互層 -------------- 8.40 泥質細砂巖,碳

7、質頁巖互層 ---------------- 0.20 碳質頁巖,松軟 6.9 K1煤層,=1.30t/m3 ---------------- 4.20 灰色砂質泥巖,細砂巖互層,堅硬 ------------------------------------------ 7.80 灰色砂質泥巖 3.0 K2煤層 ----------------------------------------- 4.60 薄層泥質細砂巖,穩(wěn)定 3.20 灰色細砂巖,中硬、穩(wěn)定 2.20 K3煤層,煤質中硬,=1.30t/m3 。。。。。。。。。。。。。。

8、。。。。 3.20 灰白色粗砂巖、堅硬、抗壓強度60—80Mps 。。。。。。。。。。。。。。 24.68 灰色中、細砂巖互層 第一章.采區(qū)巷道布置 第一節(jié).采區(qū)儲量與服務年限 1.因采區(qū)生產能力選定為120萬t/a 2.采區(qū)的工業(yè)儲量、設計可采儲量 (1)采區(qū)的工業(yè)儲量 Zc=HLMγ (公式1-1) 式中: Zc----采區(qū)工業(yè)儲量,萬t; H---- 采區(qū)傾斜長度,1000m; L---- 采區(qū)走向長度,2500m; γ---- 煤的容重 ,1.30t/

9、m3; M---- 煤的厚度 ,K1,K2,K3煤層厚度分別為M1=6.9米,M2=3.0米,M3=2.2米; 則 Zc1=100025006.91.3=2242.5萬t Zc2=100025003.01.3=975萬t Zc3=100025002.21.3=715萬t Zc= Zc1+Zc2+Zc3=3932.5萬t (2)設計可采儲量 Ⅰ計算永久煤柱損失 P=[S2L +B2(H -S2)]Mγ (公式1-2) S----采區(qū)上下邊界煤柱寬度 B----采區(qū)左右邊界煤

10、柱寬度 H----采區(qū)傾斜長度,1000m; L----采區(qū)走向長度,2500m; γ---- 煤的容重,1.30t/m3; M---- 煤的厚度,K1,K2,K3煤層厚度分別為M1=6.9米,M2=3.0米,M3=2.2米; K1,K2,K3煤層永久煤柱損失分別為P1,P2,P3 則 P1=[3022500+202(1000-302)]6.91.3=168.28萬t P2=[3022500+202(1000-302)]3.01.3=73.16萬t P3=[3022500+202(1000

11、-302)]2.21.3=53.65萬t P=P1+P2+P3=295.09萬t Ⅱ設計可采儲量 Z=(Zc-P)C (公式1-3) 式中 Z---- 設計可采儲量, 萬t; Zc---- 工業(yè)儲量,萬t; P---- 永久煤柱損失量,萬t; C---- 采區(qū)采出率,K1為厚煤層可取75%,K2,K3為中厚煤層取80%。 則 Z1=( Zc1-P1)C1 =(2242.5-168.28)0.8=1659.38萬t Z2=( Zc2-P2)C2 =(975-73.16)0.9=811.66萬t Z3=( Zc3-P3)C

12、3 =(715-53.65)0.9=595.22萬t Z=Z1+ Z2+ Z3=3066.26萬t (3)采區(qū)服務年限 T= Z/AK ——(公式1-4) 式中 T---- 采區(qū)服務年限,a; A---- 采區(qū)生產能力,120萬t; Z---- 設計可采儲量,萬t; K----儲量備用系數,取1.4。 T= Z/AK=4080.7 /(1201.4)=24.2a (4)、驗算采區(qū)回采率 C=(Zc-p)/Zc-----(公式1-5) 式中 C-

13、----采區(qū)回采率,% ; Zc ----煤層的工業(yè)儲量,萬t ; P---- 煤層的永久煤柱損失,萬t; C1=(Zc1-P1)/Zc1=(2242.5-168.28)/2242.5 =92.50% > 75%滿足要求. C1=(Zc2-P2)/Zc2=(975-73.16)/ 975 =92.50% > 80%滿足要求 C1=(Zc3-P3)/Zc3=(715-53.65)/ 715=92.50% > 80%滿足要求 第二節(jié) 采區(qū)內的再劃分 1、 確定工作面長度 確定工作面長度主要考慮的因素有地質條件,煤層厚度,設備性能,

14、巷道布置等,該采區(qū)內煤層埋藏平穩(wěn),地質構造簡單,無斷層,煤層瓦斯涌出量較小,且采煤工藝選取的是較先進的綜采,在煤礦生產實踐中,工作面長度有加長趨勢,考慮到設備選型及技術方面的因素綜采工作面長度為150~240m。 Ⅰ、確定煤柱尺寸 為使巷道保持良好狀態(tài),防止采空區(qū)矸石冒落及保證生產安全,需在采區(qū)四周留有一定范圍的采區(qū)煤柱,煤柱尺寸大小與煤層上的壓力及煤體本身強度有關,綜合已知條件及所選用的采煤方法,在采區(qū)左右邊界各留20m的邊界煤柱,上部留30m防水煤柱,下部留30m護巷煤柱,采區(qū)內不再留這類煤柱。 Ⅱ, 確定工作面長度 有上可知,煤層傾向共有1100-60=1040m的長度,走向長度

15、3000-40=2960m。地質構造簡單,煤層賦存條件較好,瓦斯涌出量小。巷道寬度為4m~4.5m,本采區(qū)選取4.5m,且采區(qū)生產能力為120萬t/a,選定5個區(qū)段,采用沿空掘巷方式,巷道間留較小煤柱,取5米。 故工作面長度為: L1=(1000-302-54-104.5)/5=175 m 2、確定采區(qū)內工作面數目 回采工作面是沿傾斜方向布置,沿走向推進,采用走向長壁法開采。 工作面數目:N=(L-2S)/(L1+2L2) ------------(公式1-6) 式中 L ----- 煤層傾斜方向長度(m); S

16、---- 采區(qū)邊界煤柱寬度(m); L1 ----- 工作面長度(m); L2 ---- 回采巷道寬度,4.5m。 N=(1000-302)/(175+4.52) =5.11,取5. 3、工作面生產能力 Q = A/(T1.1) -----(公式1-7) 式中 Q ----工作面生產能力,萬t ; A----采區(qū)生產能力,120萬t/a ; T----每年正常工作日,330天。 故 Qr = A/T1.1 =120/(3301.1)=3305.79t 4、確定采區(qū)內同采工作面數及工作面接

17、替順序 生產能力為120萬t/a,且工作面生產能力為3305.79t。目前開采準備系統(tǒng)的發(fā)展方向是高產高效生產集中化,采用提高工作面單產,以一個工作面產量保證采區(qū)產量,所以定為采區(qū)5個區(qū)段工作面接替順序,采用下行開采順序 工作面接替順序圖 區(qū)段1 ↓ 區(qū)段2 ↓ 區(qū)段3 ↓ 區(qū)段4 ↓ 區(qū)段5 ┛ 圖.1-1 布置一個綜放工作面便可以滿足生產設計的要求。 煤層:區(qū)段1→區(qū)段2→區(qū)段3→區(qū)段4→區(qū)段5 (說明:以上箭頭表示方向為工作面推進順序) 第三節(jié) 確定采區(qū)內準備巷道布置及生產系統(tǒng) 1.完善開拓巷道 據已知條件,在第一開采水平

18、為該采區(qū)服務的運輸大巷布置在K3煤層底板下方25m的穩(wěn)定巖層中。為了便于掘進及通風,減少煤柱損失提高經濟效益,根據所給地質條件及系統(tǒng)所需,回風大巷亦布置在K3煤層底板下方25m的穩(wěn)定巖層中,與運輸大巷大水平間距相距1100cos25=996.9米。 采區(qū)內有三層煤,采用聯(lián)合布置,每一層都布置5個工作面,根據相關情況初步制定以下方案進行比較(由于三煤層在設計中相同,所以僅以K3煤層為例說明) 2.確定巷道布置系統(tǒng)及采區(qū)布置方案分析比較 采區(qū)巷道布置系統(tǒng)根據所學習知識,可采用兩條巖石上山,兩條煤層上山或一煤一巖上山等布置形式,這里只對兩條巖石上山和一煤一巖上山兩種方案進行比較: 方

19、案一:兩條巖石上山 在距煤層底板15m處巖石中布置兩條巖石上山,一條為運輸上山,另一條為軌道上山,兩上山層間距30米,在層為上保持相應高差,使其分別聯(lián)結兩翼的區(qū)段;平巷不交叉。通風路線:新風從階段運輸大巷→采區(qū)主石門→采區(qū)下部車場→軌道上山→中部甩車場→區(qū)段軌道集中平巷→區(qū)段聯(lián)絡巷道→區(qū)段運輸平巷→工作面→區(qū)段回風平巷→回風石門→階段回風大巷。該方案的特點是:巖石工程量大,掘進費用高,聯(lián)絡石門長,工期長,但巖石巷道穩(wěn)定,受干擾小,服務期限長,維護費用低,有利于通風,運輸能力大。 圖1-2 方案一示意圖 方案二:一煤一巖上山 在距煤層底板15m處巖石中布置一條巖石運輸上山,在

20、煤層中布置另一條軌道上山。通風路線:新風從階段運輸大巷→采區(qū)主石門→采區(qū)下部車場→軌道上山→中部甩車場→區(qū)段軌道集中平巷→區(qū)段聯(lián)絡巷道→區(qū)段運輸平巷→工作面→區(qū)段回風平巷→回風石門→階段回風大巷。該方案的特點是:節(jié)省了一條巖石上山,相對減少了巖石工程量,節(jié)約了成本,但軌道上山不易維護,維護費用高,服務期限短,需要保護煤柱。 圖1-3 方案二示意圖 經濟技術比較: 巷道硐室掘進費用 表1-1 方案 方案一 方案二 工程名稱 單價 (元) 工程量 費用 (萬元) 單價 (元) 工程量 費用 (萬元) 上山

21、(m) 1578 21000 315.6 1284 1578 1000 1000 128.40 157.80 合計 315.6 286.2 巷道及硐室維護費 表1-2 方案 方案一 方案二 工程名稱 單價 (元) 工程量 費用 (萬元) 單價 (元) 工程量 費用 (萬元) 上山(m) 40 1000202 160 90 40 100020 100020 180 80 合計 160 260 費用匯總表 表1-4

22、 方案 總費用 方案一 方案二 掘進(萬元) 315.6 286.2 維護(萬元) 160 260 合計(萬元) 475.6 546.2 兩方案綜合比較 方案一 方案二 優(yōu) 點 兩條上山均布置在演示中,巖石巷道穩(wěn)定,受干擾小,服務期限長,維護費用低,有利于通風,運輸能力大 節(jié)省了一條巖石上山,相對減少了巖石工程量,節(jié)約成本 缺 點 巖石工程量大,掘進費用高,聯(lián)絡石門長,工期長 軌道上山不易維護,維護費用高,服務期限短,需要保護煤柱 費用(

23、萬元) 475.6 546.2 有上表可知,選擇雙巖巷上山采區(qū)聯(lián)合布置方式比較合理,巷道布置情況見采區(qū)巷道平面圖、剖面圖。 3. 確定工作面回采巷道布置方式 分析:回采巷道的布置可采用單巷布置或雙巷布置兩種方法,有已知條件可知,該煤層地質構造簡單,煤層賦存條件好,涌水量較小,瓦斯涌出量較小,直接頂較厚且易跨落,因此有利于綜合機械化作業(yè),可以充分發(fā)揮綜采高產高效的優(yōu)勢。若采用單行布置,則巷道斷面將達12平米以上,對巷道的維護和掘進比較困當,故選用雙巷布置的形式,減小巷道斷面面積,上一區(qū)段的運輸巷道還可以作為下區(qū)段回風巷道使用。 4.采區(qū)上下區(qū)段交替生產通風系統(tǒng)示意圖 采區(qū)內上、

24、下區(qū)段相鄰工作面交替期間同時生產時的通風系統(tǒng),通風路線:新風從階段運輸大巷→采區(qū)主石門→采區(qū)下部車場→軌道上山→中部甩車場→區(qū)段軌道集中平巷→區(qū)段聯(lián)絡巷道→區(qū)段運輸平巷→工作面→區(qū)段回風平巷→回風石門→階段回風大巷。 5.采區(qū)上下部車場 參考《采礦設計手冊》及課本,采區(qū)上部車場采用順向單側平車場,采區(qū)下部車場采用大巷裝車通過式。 第四節(jié) 采煤中部甩車場路線設計 參考網上資料,作如圖設計 1、斜面線路聯(lián)接系統(tǒng)參數計算 該采區(qū)開采近距離煤層群,傾角為12。鋪設600mm軌距的線路,軌形為15kg/m,采用1t礦車單鉤提升,每鉤提升3個礦車,甩車場存車線設雙軌道。斜

25、面線路布置采用二次回轉方式。 (1) 道岔選擇及角度換算 由于是輔助提升故道岔均選擇DK615-4-12(左)道岔。道岔參數為α1=1415′,a1= a2=3340, b1= b2=3500。 斜面線路一次回轉角α1=1415′ 斜面線路二次回轉角δ=α1+α2=1415′+1415′=2830′ 一次回轉角的水平投影角α1′=arctan(tanα1/cosβ)=1447′58″(β為軌道上山傾角16) 二次回轉角的水平投影角δ′=arctan(tanδ/cosβ)=2917′34″(β為軌道上山傾角16)

26、 一次偽傾斜角β′=arcsin(sinβcosα1)=arcsin(sin16cos1415′)=1529′42″ 二次偽傾斜角β″=arcsin(sinβcosδ)=arcsin(sin16cos2830′)=1541′6″ (2)斜面平行線路聯(lián)接點參數確定如圖1-5: 圖1-5 斜面平行線路聯(lián)接 本設計采用中間人行道,線路中心距S=1900mm,為簡化計算,斜面聯(lián)接點距中心距與線路中心距相同,曲線半徑取R′=9000mm,則各參數計算如下: B=Scotα=1900cot1415′=7481mm m=S/sinα=1900/sin1415

27、′=7719mm T=Rtan(α/2)=9000tan(1415′/2)=1125mm n=m-T=7719-1125==6594mm c=n-b=6594-3500=3094mm L=a+B+T=3340+7481+1125=11946mm (3)豎曲線相對位置 豎曲線相對參數: 高道平均坡度:ia=11‰,rg=arctania=37′49″ 低道平均坡度:id=9‰,rd=arctanid=30′56″ 低道豎曲線半徑:Rd=9000mm 取高道豎曲線半徑

28、:Rg=20220mm 高道豎曲線參數: βg=β′- rg=1529′42″-37′49″=1451′53″ hg= Rg(cosrg-cosβ′)=20220(cos37′49″-cos1529′42″)=725.71mm Lg= Rg(sinβ′-sinrg)=20220(sin1529′42″-sin37′49″)=5123.08mm Tg= Rgtan(βg/2)=20220tan(1451′53″/2)=2609.03mm Kg=Rgβ

29、g/57.3=5188.38mm 低道豎曲線參數: βd=β′+ rd=1529′42″-30′56″=1638″ hd= Rd(cosrd-cosβ′)=9000(cos30′56″-cos1529′42″)=326.75mm Ld= Rd(sinβ′-sinrd)=9000(sin1529′42″+sin30′56″)=2485.37mm Td= Rdtan(βd/2)=9000tan(1638″/2)=1265.71mm Kd=Rdβd/57

30、.3=2514.75mm 最大高低差H: 由于是輔助提升,儲車線長度按三鉤計算,每鉤提1t礦車3輛,故高低道儲車線長度不小于332=18m,起坡點間距設為零,則有: H=1800011‰+180009‰=360mm 豎曲線的相對位置: L1=[(T-L)sinβ+msinβ″+hg-hd+H]=2358.83mm 兩豎曲線下端點(起坡點)的水平距離為L2,則有 L2= L1cosβ′+ Ld- Lg=2358.83cos1529′42″+2485.37-5123.08=-364.61m

31、m 負值表示低道起坡點超前與高道起坡點,其間距滿足要求,說明S選取2022mm合適。 (4)高低道存車線參數確定 閉合點O的位置計算如圖1-6: 圖1-6 閉合點聯(lián)接 設高差為X,則: tan rd=(X-△X)/Lhg=0.009 tan rg=(H-X)/Lhg=0.011 △X= L2id=364.610.009=3.281mm 將△X帶入則可得X=163.80mm,Lhg=17835.93mm (5)平曲線參數確定 取曲線外半徑R1=9000mm 取曲線

32、內半徑R2=9000-1900=7100mm 曲線轉角α=1447′58″ K1= R1α/57.3=90001447′58″/57.3=2324.52mm K2= R2α/57.3=71001447′58″/57.3=1833.79mm △K= K1 -K2=2324.52-1833.79=490.73mm T1= R1 tanα/2=1168.85mm T2= R2 tanα/2=922.09mm (6)存車線長度 高道存車線長度為Lhg=17835.93mm; 低道存車線長度Lhd

33、=Lhg- L2=17835.93+364.61=18200.54mm; 存車線處于曲線段處,高道存車線處于外曲線,外曲線和內曲線得弧長之差為 △K= K1 -K2=2324.52-1833.79=490.73mm 則有低道存車線得總長度為 L=Lhg+△K=17835.93+490.73=18326.66mm 具有自動下滑得長度為17835.93mm,平破長度為490.73mm,應在閉合點之前。 存車線直線段長度d: d=Lhd-C1-K2=18200.54-2022-1833.79=14366.75mm 在平曲

34、線終止后接14366.75mm得直線段,然后接存車線第三道岔得平行線路聯(lián)接點。 存車線單開道岔平行線路連接點長度Lk: 存車線單開道岔DK615-4-12,。則Lk=a+B+T=3340+7481+1125=11946mm (7)甩車場線路總平面輪廓尺寸及坡度: M2 =acosβ+(b+L+a+L1+Td)cosβ′cosα+( Td+C1+ T1)cosα+ T1+d+Lk =3340cos16+(3500+8606+3340+2358.83+1265.71)cos1529′42″ cos1447′58″+(1265.71+

35、2022+922.09)cos1447′58″+ 922.09+14366.25+11946 =52262.07mm H2 =(b+L+a+L1+Td)cosβ′sinα+( Td+C1+ T1)sinα+S =(3500++3340+2358.83+1265.71)cos1529′42″sin1447′58″+ (1265.71+2022+922.09)sin1447′58″+1900 =7663.97mm (8)線路各點標高 設低道起坡點標高△1=0; 提車線△2=△1+hd=326.75mm

36、 △5=△2+(L+L1)sinβ′=326.75+(8606+2358.83)sin1529′42″ =3256.05mm 車線 △3=△1+H=0+360=360mm △4=△3+hg=360+725.71=1085.71mm △5=△4+msinβ″+T1sinβ′=1085.71+7719sin141′6″+ 11251529′42″=3256.05mm 由計算結果可以看出提車線得5標高點與甩車線得5標高點相同,故標高閉合,滿足設計要求。 軌起

37、點△6=△5+(b+a)sinβ′=3256.05+(3500+3340)sin1529′42″=5110.1mm 第二章 采煤工藝設計 第一節(jié) 采煤工藝方式的確定 1、 設置采煤工藝。 選取K1煤層進行采煤工藝設計(K2,K3屬中厚煤層,可選用綜采一次采全厚方法進行開采,采煤工藝與K1層煤開采有相似之處,這里不再進行分析)。 由于K1煤層厚度為6.9m,屬于厚煤層,硬度系數f=2,結構簡單,無斷層,煤層平均傾角為25.故可采用技術條件先進的綜合機械化采煤工藝,進行綜采放頂煤開采。綜采放頂煤工作面“三八”制作業(yè)形式,即兩班采煤,一班準備。 工作面回采工藝流程為:采煤機向上割

38、煤、移架→采煤機向下裝煤→推移刮板輸送機→斜切進刀→推移刮板輸送機。 2、綜采工作面的設備選用國產設備。 根據煤層的實際情況,經查《采礦設計手冊》,并對多種型號采煤機進行比較,選用采煤機。 MG2160/710-AWD型電牽引采煤機(西安煤礦機械有限公司) 產品用途及適用條件 MG2160/710-AWD型電牽引采煤機,是一種多電機驅動,電機橫向布置,全機載交流變頻調速無鏈雙驅動電牽引采煤機。機面高度853mm,適用于采高1100~2600mm,煤層傾角≤40的煤層,綜采或高檔普采工作面。最大裝機功率730kW,更換不同功率電機可派生出裝機功率為710kW的采煤機。

39、 主要技術特征 項目 數據 單位 1.最大計算生產能力 800 t/h 2.采高 1.1~2.6 m 3.裝機功率 22160+230+7.5≈710 kW 4.供電電壓 1140 v 5.滾筒直徑 φ1100,φ1250,φ1400 mm 6.截深 600 mm 7.牽引力 400~240 kN 8.牽引速度 0~10~16.8, 0~7.6~12.6 m/min 9.滅塵方式 內外噴霧 10.拖電纜方式 自動拖纜 11.主機外形尺寸 116921985853 mm 1

40、2.主機重量 29 t 13.最大不可拆卸尺寸 2800950520 mm 14.最大不可拆卸重量 ≤4.5 t 15.配套運輸機槽寬 630,730,764 mm 3、采煤與裝煤 (1)落煤方式及截深 工作面每天推進度 V=Q/LMγC。; (公式1-8) Q----采區(qū)生產能力,3305.79t; L ----- 工作面長度(m); γ---- 煤的容重 ,1.30t/m3; M---- 煤的厚度 C-----采區(qū)回采率,% ; V=3305.79/(1956.91.30.93)=2.1m 采用綜合機械

41、化采煤,雙滾筒采煤機直接落煤和裝煤。選擇采煤機的滾筒截深600mm,每天正規(guī)循環(huán)推進四刀,每個循環(huán)0.6m,可滿足每天至少推進2.1米的要求。 (2)進刀方式 為提高煤炭采出率,選取端部斜切進刀不留三角煤的進刀方式。 (3)采放比 采煤機割煤高度為2.6m放煤高度平均為4.3m,采放比為1:1.65。 (4)放頂步距 割兩刀放一次頂煤,放頂步距0.62=1.2m。 (5)放煤方式 單輪、間隔、多口放煤。這種方式丟煤少,混矸少,易于實現(xiàn)高產高效,是一種較好的放煤方式。 4、運煤 工作面采用可彎曲刮板輸送機運煤,運輸平巷采用轉載機和膠帶運輸機運煤。 (1) 刮板機型號

42、 SGZ764刮板輸送機技術參數(鄭州煤礦機械設備有限公司) 設計長度(m) 150~200 裝機功率(kW) 2200~315 輸送量(t/h) 800~1200 中部槽 中部槽尺寸(長內寬高) 1500722275 中板厚度(mm) 30~40 底板厚度(mm) 20~30 刮板鏈 刮板鏈形式 中雙鏈 圓環(huán)鏈規(guī)格 2692-C 或30108-C 鏈距 120 鏈速(m/s) 1.0~1.2 聯(lián)軸節(jié)形式 限矩摩擦離合器或聯(lián)軸器 緊鏈方式 閘盤緊鏈或液壓馬達緊鏈 卸載方式 端卸 采煤機牽引方式 牽引輪與強力齒軌嚙合 齒軌節(jié)距

43、 126 適用范圍 該系列輸送機適用于緩傾斜、長度一般不大于<200米>的工作面。 2 轉載機型號 SZZ764系列轉載機 (鄭州煤礦機械集團有限公司) 型 號 項 目 SZZ764 設計長度(m) 50~60 裝機功率(kW) 132~200 輸送量(t/h) 1000~1200

44、 爬坡角度() 10 懸空段中部槽規(guī)格(mm) 1500722609 落地段中部槽規(guī)格(mm) 1750722870 刮板鏈 刮板鏈形式 中雙鏈 圓環(huán)鏈規(guī)格 2286-C、2692-C 鏈速(m/s) 1.4~1.5 聯(lián)軸節(jié)形式 限矩摩擦離合器、彈性聯(lián)軸器 緊鏈方式 閘盤緊鏈 (2)工作面采用自移式液壓支架支護 自移式液壓支架ZFS3200 /16/28(鄭州煤礦機械集團有限公司) 支撐高度 1.6~2.8 m 工作阻力 3126 KN 初撐力 2488 KN 支架中心距 1500 mm 支護強度 0.55 M

45、pa 移架步距 700 mm 支架重量 13.9噸 (3)支護方式 由于煤層f = 2,頂煤厚度較小,選用及時支護。 (4)移架方式 由于采用及時支護方式,而且工作面每天推進四刀,所以選擇順序移架方式。順序式移架速度快,能滿足采煤機快速牽引的需要,適用于頂板比較穩(wěn)定的高產工作面。 (5)工作面的支架需求量: 由 N = L / E ; (公式1-9) 式中 N——工作面支架數目,取整數; L ——

46、工作面長度,m; E —— 架中心距; n = 195/1.5=130(架) (6)端頭支架 由于巷道寬度為4.5m,而架寬為1.43~1.59 m,因此選2架,上下兩端共需4架。 (7)超前支護方式和距離 由于采用綜采開采,支撐壓力分布范圍為20~30米,峰值點距煤壁前方 5-15m,所以超前支護的距離為20米。選用單體支柱和金屬鉸接頂梁支護。鉸接頂梁的長度為1000mm。 (8)校核支架的高度 經查《采礦設計手冊》得到: 在實際使用中,通常所選用的支架的最大結構高度比最大采高大200mm

47、左右。 即 Hmax = Mmax+0.2m。 最小結構高度應比最小的采高小250—350mm。 即 Hmin= Mmin-(0.2 5~0.35)m 已知選用的 ZFS3200 /16/28 支撐掩護式支架的最大結構高度為 2.8m≥(2.6+0.2),滿足要求。 支架的最小結構高度為 1.6m≤1.9-0.25,滿足要求。 強度校核: 強度校核公式如下: Q=KH1ρ (公式1-10) 式中

48、 K----頂板高度系數,取k=5; H1---工作面采高,m; ρ---巖石密度, kg/; 將各參數值代入則有: Q=52.62.5 =0.33 MPa 由于0.33 MPa<0.55 Mpa (支護強度),因此支架選型滿足工作要求。 5、處理采空區(qū) 采用全部跨落法處理采空區(qū)。 第2節(jié) 工作面合理長度的驗證 1.從煤層地質條件考慮 該采區(qū)內的可采煤層的地質條件較好,無斷層,煤層傾角為25,煤層厚度適中,頂底板較穩(wěn)定,瓦斯涌出量較低,自然發(fā)火傾向較

49、弱,涌水量也較小,所以布置195米的工作面比較合適。 2.從工作面生產能力考慮 工作面的設計生產能力為120萬噸/年。正規(guī)循環(huán)每天進四刀,采煤機滾筒截深為600mm,所以煤層的工作面實際年生產能力為: 3300.646.91951.30.93=128.73 (萬噸) 一個工作面生產就能夠滿足設計生產能力的要求,在完成規(guī)定的生產任務后,產量還略有富余,這樣可保證生產工作的有序進行。 3.從運輸設備及管理水平角度考慮 工作面選用的200米刮板輸送機能及時完成采煤后的運輸工作,轉載機及液壓支架都是配套選取,能夠保證生產的順利進行。 4.從頂板管理及通風能力考慮 該采

50、區(qū)的頂板較穩(wěn)定,工作面可以適當的加長,綜采工作面的長度一般在150~240m,所以選擇的工作面的長度為195米較合適。另外,工作面的瓦斯涌出量較低,通風系統(tǒng)雖然不在設計任務之內,但對正常的采取設計來講,通風問題都能夠解決。 5. 經濟合理的工作面 煤礦生產必然追求經濟目的,在保證安全生產的前提下,以現(xiàn)有的技術條件,往往要求有經可能長的工作面,該地區(qū)地質構造簡單,無斷層,選取195m工作面長度也是較為合理的選擇。 第三節(jié) 采煤工作面循環(huán)作業(yè)圖表的編制 1、工作面布置圖(見圖紙) 循環(huán)作業(yè)圖 圖2-1

51、 工作面勞動組織表 序號 工種 早班 中班 夜班 合計 1 班長 1 1 1 3 2 采煤機司機 3 3 3 9 3 輸送機司機 3 3 3 9 4 轉載機司機 1 1 3 5 5 膠帶輸送機司機 1 1 1 3 6 放煤工 2 2 2 6 7 端頭維護工 2 2 2 6 8 跟班電工 3 3 2 8 9 運料工 4 4 101 泵站工 2 2 2 6 11 跟班機修工 2 2

52、 4 8 12 技術員 1 1 1 3 13 送飯工 1 1 1 3 合計 22 22 31 72 工作面主要技術經濟指標 序號 項目 單位 數量 1 煤層厚度 m 6.9 2 煤層傾角 25 3 采放比 1:1.65 4 日產量 t 3305.79 5 循環(huán)進尺 m 0.7 6 平均日推進度 m 2.1 7 回采率 0.93 8 采煤機 臺 1 9 液壓支架 架 130 10 端頭支架 架 4 11 刮

53、板輸送機 部 2 12 破碎機 臺 1 13 轉載機 部 1 14 膠帶輸送機 部 2 15 日循環(huán)數 個 4 16 生產方式 兩采一準 17 出勤人數 人 72 18 回采工效 t/工 57.54 19 截齒消耗 個/萬t 20 20 乳化液消耗 Kg/萬t 180 21 油脂消耗 Kg/萬t 70 3、設計圖紙的內容(附圖) 圖紙一為采煤工作面層面圖,圖紙二為采區(qū)巷道布置平面圖。 小 結 學習了一個學期的《煤礦開采學》,只有通過課程設計才發(fā)

54、現(xiàn),原來自己所學的知識還有很多欠缺,不僅沒有實踐經驗,理論知識還有很多漏洞,采取儲量和服務年限的計算還能勉強應付,但到了做準備巷道布置設計時,已經很吃力了。只靠課本是完全不能完成的,對后面幾節(jié)的設計,不僅翻遍了手邊的每份資料,還要上網搜尋更詳細,更新的知識,即便如此,對于沒有系統(tǒng)化,整體化知識結構的學生來說,多如亂麻的資料只會讓設計更無頭緒,還好在整個設計過程中,有老師的指導和同學間的交流,才勉強完成。 通過這次課程設計,讓我對所學的知識有了綜合性的認識,也對煤礦生產系統(tǒng)有了更直觀的了解。盡管所完成的設計是以假想礦井為條件,設計內容并不用于實際生產,但面對自己漏洞百出的設計,心情難平,何況其

55、中很多東西,都是借鑒他人,于人不公,于己有愧,念此,更不敢對設計有絲毫懈怠,唯有倍加努力,當以自勉。 參考文獻 1、徐永圻.《采礦學》 徐州:中國礦業(yè)大學出版社,1999 ,188-272頁 2、謝錫純.《礦山機械與設備》 北京:煤炭工業(yè)出版社,2021,67-84 頁,113-339頁 3、陳鄭正.《采礦專業(yè)畢業(yè)設計指導書》,徐州:中國礦業(yè)大學出版社,1998,329-330頁 4、張榮立.何國偉.李鐸《采礦工程設計手冊》.北京:煤炭工業(yè)出版社,2022 ,210-218頁 5、徐永圻.《煤礦開采學》 徐州:中國礦業(yè)大學出版社,2021,34-35頁 6、劉吉昌.《煤礦開采設計》 太原:山西人民出版社,2000,53-62頁,77-80頁,121-170頁 7、淮南礦業(yè)學院.《井巷設計》 北京:煤炭工業(yè)出版社,2007,35-54頁,76-91頁 8、煤炭工業(yè)部.《煤礦安全規(guī)程》 北京:煤炭工業(yè)出版社,2007,55-76頁,128-133頁 9、美.A.C.CERMINSON.《采礦工程師手冊》 北京:煤炭工業(yè)出版社,2009,47-85頁 10、英.J.KELARKER.《厚煤層開采技術》 徐州:中國礦業(yè)大學出版社,2021,59-66頁

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