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毕业设计.docx

1、毕业设计内蒙古科技大学继续教育学院毕业设计说明书(毕业论文) 题 目:红沙岗一矿1119-1N风道掘进作业规程 学生姓名:冯玉虎学 号:1236320694专 业:煤矿开采技术班 级:12级专采指导教师: 第二节 主要经济技术指标13第八章 职业危害及其防治 28第一章 概述第一节 概述一、巷道名称巷道名称1119-1N风道。二、掘进目的为1119-1N综采工作面形成风道。三、巷道设计长度1119-1N风道设计长度828m。四、预计开竣工时间2013年11月4日至巷道掘进结束。五、为了保证安全生产,依照煤矿安全规程、安全技术操作规程制定本规程,凡本工作面作业人员、检查指导人员必须学习掌握本规程

2、。第二节 编制依据采区设计说明书采区设计说明书名称为一采区巷道布置图地质说明书名称为1119-1N掘进地质说明书第二章 地面相对位置及水文地质情况第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况地面位置在矿区以西,地面无建筑物。1119-1N风道位于一采区煤1-1煤层;地面标高+1463.53+1466.74 m,工作面标高+886+900 m(巷道最低处标高+864m),设计长度828m。其东部为1118-1N设计综采工作面、西部为F9逆断层,南部为1110轨道、皮带及回风延伸巷、北部为F12逆断层。上覆下伏无工程。1119-1N风道开口坐标X:48660.47,Y:21384.88。第二节 煤 (

3、岩 ) 层赋存特征一、煤(岩)层赋存特征 该煤层为简单较复杂结构,夹矸1层,平均0.18m;煤层厚度为4.23m5.89m,夹矸岩性主要以炭质泥岩和泥岩为主,夹矸厚度及岩性变化与一般富煤性变化一致,煤层总体厚度变化较小,为倾斜煤层,属半光亮型,玻璃光泽,粉末呈黑色性较脆,节理发育。见表1:表1 煤1-1煤层顶、底板情况表顶底板名称岩石名称平均厚度(m)抗压强度(MPa)抗拉强度(MPa)岩 性 特 征直接顶油页岩14.9121.311.72褐黑色,叶片状层为主核软,为K3标志层。直接底粉砂质泥岩2.78422.23泥岩粉砂岩,灰色灰黑色,局部含碳屑,平行层理为主。第三节 地质构造一、地质构造情

4、况本区域地质条件较复杂,基本无断裂构造,但褶曲及裂隙构造发育。煤层产状及煤厚变化较小且夹矸薄厚稳定、褶曲构造是影响掘进的主要原因。第四节 水文地质水文情况 该段工程主要受煤1-1顶板油页岩以上砂岩裂隙第三含水层影响,水文地质条件中等。由于煤1-1顶板油页岩松散易冒,且顶、底板裂隙较多,不排除有导通煤1-1顶板油页岩以上砂岩裂隙含水层的可能。因此在掘进过程中如遇到煤层厚度、产状突变或断层、顶底板涌水等异常情况,立即停止施工,报告调度室。同时要按最大涌水量备齐排水设施形成排水能力。预计该掘进工作面正常涌水量0.35m3/min,最大涌水量0.50m3/min。第五节 地质储量及瓦斯、煤尘及自然发火

5、情况一、地质储量工作面工业储量1082604t,可采储量866083t。二、瓦斯、煤尘及自然发火情况1、瓦斯绝对涌出量:2.00m3/min2、二氧化碳绝对涌出量:3.65m3/min3、煤尘爆炸指数:48.36%。4、煤层自然发火情况:属类自燃煤层,但无发火记录第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置第二节 支护设计一、支护设计1、顶底板分析煤1-1顶板为黑色油页岩粉砂岩。煤1-1厚5.06m。煤1-1底板为灰色泥岩细砂岩,致密坚硬。2、29U型13.13金属拱型支架间距验算及选择、确定: 巷道顶板压力Pt =L2ra9.8 =480.08a(KN)Pt-巷道顶板压力(KN);-承载系数

6、=1,;=13f;f-普氏系数(煤取0.3); L-巷道掘进宽度(m);r-顶板岩石容重(2.1t/m3);a -金属拱型支架间距(m)。矿用金属拱形支架额定载荷P13.13=320.3359.5KN 计算棚距依据P13.13 Pt=L2ra9.8a13.13p13.13/L2r9.8= p13.13/L2r9.8=320.3359.5/480.1=0.6670.748m 棚距确定:根据计算数据,棚距0.6m0.667m,29U型钢13.13金属拱型支架施工时棚距取0.6m,能满足支架额定载荷。第三节 支护要求及验收标准根据设计,1119-1N风道、1119-1N切眼掘进工作面巷道采用29U型

7、钢13.13金属拱型支架支护;29U型13.13金属拱型支架支护验收标准:巷道净宽:4582mm(-30,+100)。巷道净高:3200mm(-30,+100)支架间距:600mm(-50,+50)。搭接:450mm(-30,0);卡缆包两头,接口严密,卡缆上齐上紧。支架前倾后仰:水平巷道允许偏差1(1m垂线不大于17mm);倾斜巷道支架架设要迎山有劲(巷道坡度增加6-8迎山角增加1)。卡缆:卡距350mm(-30,0);采用29U卡缆,每架支架使用七个卡缆,即上顶中间一个,两帮搭接处各三个,卡缆螺栓扭矩:150Nm。支架梁扭距:100mm。柱窝深度:200mm(-150,0)。支拉杆位置:每

8、架三道,上顶中间一道,两帮搭接中间卡缆处各一道。巷道插背:采用木质背板插背,背板间距不大于100mm。第四章 施工工艺第一节 施工方法一、施工方法以机掘为主,其它不适合机掘的条件采用炮掘,胶带输送机(刮板输送机)运输煤(矸)。二、施工工序1、炮掘施工工序:开工准备打眼响炮找掉窜前探梁、挂棚梁、插背正顶(临时支护)出矸 接棚腿插背两帮(永久支护)。2、机掘施工工序:开工准备开机割煤找掉窜前探梁、挂棚梁、插背正顶(临时支护)出矸 接棚腿插背两帮(永久支护)。第二节 装载与运输一、装煤(矸)方式采用EBZ-160型掘进机割煤(矸)、装煤(矸)。二、运输方式1、运煤矸使用胶带输送机、刮板输送机运输煤(

9、矸)。2、运料施工所需物料用绞车运至工作面掘进机后,再由人力运送至工作面。第三节 管线敷设管线严格按标准吊挂、随掘进及时向前吊挂。(图1:1119-1N风道巷道布置图)第四节 设备及工具配备表3 掘进机电设备一览表序号设备名称设备型号单位数 量备 注1胶带输送机DSJ80/40/2*90部12刮板输送机DSB40部23局部通风机FBDNO6.3/230台24潜 水 泵BQS50-30-7.5台2备用1台BQS60-60-22台2备用1台5电 话KTH106-1Z台46掘进机(带转载)EBZ-160台17断电控制器KDG0.3/660台28磁力启动器QBZ-120台4备用2台9磁力启动器QBZ-

10、80/1140(660)台4备用2台10磁力启动器QJZ-315/1140(660)台4备用2台11电 缆MYP-3*70+1*250.66/1.14KV米90012综保(照明、煤电钻)ZBZ-4.0M、ZBZ-4.0Z台2煤电钻综保随掘进机前移13绞 车JD1.6(JD1)台414铁 管 路108米248415除尘设备KCS/140型套116耙 岩 机P60B台1第五章 生产系统第一节 通风系统一、掘进工作面风量计算施工过程中,掘进工作面采用局部通风机压入式通风。掘进工作面实际需要风量,按瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量和炸药量以及局部通风机的实际需风量等规定分别进行计算,然后取其中最大值。1、按

11、瓦斯涌出量计算Qhf= 100qhg khg式中:qhg掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量,2.00m3/min;khg掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数(K1.2); 100按掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1%的换算系数。Qhf=1002.001.2=240m3/min2、按二氧化碳涌出量计算Qhf= 67qhc khc式中:qhc掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量,3.65m3/min;khc掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数(K1.2); 67按掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5%的换算系数。Qhf=673.651.2=293.46m3/min3、按

12、炸药量计算(我矿使用二级煤矿许用炸药)Qhf10Ahf式中:Ahf掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量为27kg。Qhf1027 270m3/min4、按掘进工作面人员数量验算Qaf4NhfK式中:Nhf掘进工作面同时工作的人数,36人; K备用系数;取1.25; Qaf局部通风机实际吸风量,m3/min。Qaf4361.25 180m3/min 5、按风速进行验算a)验算最小风量Qaf600.25Shf600.2512.41186.15m3/min式中Qaf局部通风机实际吸风量,450m3/min; Shf掘进工作面巷道的净断面积,Shf=B(h-0.1075B) B巷道净宽度取,4.582m

13、; h巷道净高度,取3.2m。S=4.582(3.2-0.10754.582)12.41m2b)验算最大风量Qaf604.0Shf604.012.412978.4m3/min式中Qaf局部通风机实际吸风量,450m3/min; Shf掘进工作面巷道的净断面积,Shf=B(h-0.1075B) B巷道净宽度取,4.582m; h巷道净高度,取3.2m。S=4.582(3.2-0.10754.582)12.41m2186.15m3/minQaf2978.4m3/min根据以上计算,工作面最小需要风量取Qhf=293.46m3/min。选取FBDNO6.3/230对旋压入式局部通风机(风量为4005

14、10m3/min;风压18005800Pa)风量满足使用要求。6、按局部通风机所在巷道配风量计算Qhf= QafI+600.25Shd 式中:Qaf局部通风机实际吸风量,FBDNO6.3/230对旋局部通风机实际吸风量为450m3/min;I掘进工作面同时通风的局部通风机台数,1台; 0.25有瓦斯涌出的半煤岩巷和煤巷允许的最低风速,单位m/s;Shd局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积,现场实测断面12.41。 Qhf=4501+600.2512.41=450+186.15=636.15m3/min局部通风机安装在1110轨道延伸巷实际风量675.6m/min636.15m3/min

15、,满足使用要求。二、通风系统:(附图2:1119-1N风道通风系统示意图)1、新风路线:地面副井730轨道运输大巷一采区轨道上山850车场1110轨道巷1110轨道延伸巷局部通风机掘进工作面2、乏风路线:掘进工作面1110轨道延伸巷1110第八联络巷1110回风延伸巷1110回风巷820总回风巷风井地面第二节 压风系统压风系统:(附图3:1119-1N风道压风系统示意图)地面压风机房副井730轨道运输大巷一采区轨道上山850车场1110轨道巷1110轨道延伸巷掘进工作面;随掘进滞后迎头不大于30m接一趟108mm压风管路。第三节 防尘供水系统防尘供水系统:(附图4:1119-1N风道供、排水系

16、统示意图)地面蓄水池副井730轨道运输大巷一采区轨道上山850车场1110轨道巷1110轨道延伸巷掘进工作面;随掘进滞后迎头不大于30m接一趟108mm压风管路。第四节 安全监测系统监测信号传输系统:(附图5:1119-1N风道监测系统示意图)由监测系统(KJ580)直接与井下监控分站(KJ580-F)进行通讯,监控线型号(MHYVR 2*2*7/0.4)其传输路线为:掘进工作面1110轨道延伸巷一采区第二配电室1110皮带巷845车场一采区配电室一采区轨道上山730轨道运输大巷中央配电室副井地面监测机房。第五节 通讯系统通讯系统(附图6:1119-1N风道通讯系统示意图)地面调度室机房副井中

17、央配电室730辅助运输大巷一采区轨道上山一采区配电室850车场1110轨道巷1110轨道延伸巷掘进工作面电话距工作面迎头不大于50m。第六节 供电系统供电系统:(附图7:1119-1N风道供电系统示意图)采区第二变电所1110轨道延伸巷掘进工作面1110第三联络巷移动变电站1110轨道延伸巷掘进工作面第七节 排水系统、排水设计1、排水系统:(附图4:1119-1N风道供、排水系统示意图)掘进工作面1110轨道延伸巷1110第四联络巷水窝1110轨道巷一采区轨山730轨道运输大巷副井水仓。随掘进滞后迎头不大于30m接一趟108mm排水管路。2、防排水设计:1119-1N风道掘进工作面正常涌水量为

18、0.35m3/min,最大涌水量为0.5m3/min。水泵选择排量要求Q排Q最,即Q排0.5m/min。扬程要求:根据公式Hb=K(Hp+Hs)计算,式中:Hb水泵最小扬程,m;K考虑井下环境等备用系数,取1.2;Hp最大排高,22m(巷道开口处标高+886m,巷道最低处标高+864m)。Hs水泵吸高,2.0m。得出Hb=1.224=28.8m。要求水泵扬程H扬28.8m。排水站水泵设计根据我矿情况采用BQS60-60-22水泵2台(备用1台)在巷道最低处做排水站集中排水,BQS60-60-22水泵Q排=1m3/min(排水效率70),H扬=60m,满足排水要求。、水泵台数正常涌水量所需水泵台

19、数:N正=1.2Q正Q排=1.20.35(1*0.7)=0.6(台)最大涌水量所需水泵台数:N最=1.2Q最Q排=1.20.5(1*0.7)=0.86台)考虑到井下环境等因素选定:在集中排水站设BQS60-60-22型水泵1台,备用1台;迎头排水水窝使用BQS50-30-7.5型水泵1台,备用1台。、排水管路运道铺设一趟108mm无缝钢管管路排量Qmin=60SV=60(D/4)V,式中:S-管路内面积,D-管路内径,108mm无缝钢管内径为100mm;V-管路水的经济流速,1.82.2m/s,取2.0m3/s。得Qmin=60(3.140.01/4)2.0=0.942(m/min),管路排量

20、大于最大涌水量及水泵排量,满足排水要求。、水泵供电方式:水泵必须保证两趟1140V电源供电,一趟来自采区第二变电所,另一趟来自1110第三联络巷移动变电站。第八节 运输系统一、运煤(矸)系统:(附图8:1119-1N风道运输系统示意图)掘进工作面1110第七联络巷1110皮带巷111煤仓730胶带运输大巷101煤仓主井地面。运料系统、斜井绞车提升验算1、运料系统地面副井风井联络巷820总回斜井820总回风平巷1110回风上山1110回风巷1110第一联络巷1110轨道延伸巷掘进工作面地面副井730轨道运输大巷一采区轨道上山850车场1110轨道巷1110轨道延伸巷掘进工作面2、绞车验算1)82

21、0总回斜井40Kw绞车验算:820总回斜井40Kw绞车提升段巷道倾角16,提升斜长320m。选用21.5mm钢丝绳提升,F=245500N,P=1.658kg/m;提升重量:1辆重叉子车载重=959+2726=3685(kg)(每车每次装25根29U13.13棚梁,棚梁重2726Kg);2辆木料车载重=2(959+750)=3418kg。选用1辆重叉子车重量校核。据公式:Wmax=Q(sina+fcosa)g +PL(sina+fcosa)gQ - 矿车及其载重,Q=3685(kg)A - 提升角度,a=16f- 矿车轮对轨道摩擦系数取f=0.01f - 钢丝绳运行阻力摩擦系数,取f=0.15

22、P - 钢丝绳每米重量P=1.658kg/mL 提升长度L=320m将数据代入公式:则Wmax=3685(sin16+0.01cos16) 10 +1.658320(sin16+0.15cos16) 10 =10511.5+2227.4=12738.9N6.5故符合要求。由上述验算可以得出,820总回斜井每次最多允许提升1辆重叉子车或2辆木料车或2辆空车。2)1110回风斜井55Kw绞车验算1110回风斜井55Kw绞车提升段巷道倾角25,提升斜长400m。选用21.5mm钢丝绳提升,F=245500N,P=1.658kg/m;提升重量:1辆重叉子车载重=959+2726=3685(kg)(每车

23、每次装25根29U13.13棚梁,棚梁重2726Kg);2辆木料车载重=2(959+750)=3418kg。选用1辆重叉子车重量校核。据公式:Wmax=Q(sina+fcosa)g +PL(sina+fcosa)gQ - 矿车及其载重,Q=3685(kg)A - 提升角度,a=25f- 矿车轮对轨道摩擦系数取f=0.01f - 钢丝绳运行阻力摩擦系数,取f=0.15P - 钢丝绳每米重量P=1.658kg/mL 提升长度L=400m将数据代入公式:则Wmax=3685(sin25+0.01cos25) 10 +1.658400(sin25+0.15cos25) 10 =15907.5+3704

24、.4=19611.9N6.5故符合要求。由上述验算可以得出1110回风巷斜井每次最多允许提升1辆重叉子车或2辆木料车或2辆空车。3)一采区轨道上山75Kw绞车验算:一采区轨道上山75Kw绞车提升段巷道倾角20,提升斜长404m。选用21.5mm钢丝绳提升,F=245500N,P=1.658kg/m;提升重量:1辆重叉子车载重=959+2726=3685(kg)(每车每次装25根29U13.13棚梁,棚梁重2726Kg);2辆木料车载重=2(959+750)=3418kg。选用1辆重叉子车重量校核。据公式:Wmax=Q(sina+fcosa) g +PL(sina+fcosa)Q 矿车及其载重,

25、Q=3685(kg)A - 提升角度,a=20f- 矿车轮对轨道摩擦系数取f=0.01f - 钢丝绳运行阻力摩擦系数,取f=0.15P - 钢丝绳每米重量P=1.658kg/mL 提升长度L=404m将数据代入公式:则Wmax=3685(sin20+0.01cos20)10+1.658404(sin20+0.15cos20) 10 =12949.7+3235.1=16184.8 N6.5故符合要求。由上述验算可以得出一采区轨道上山斜井每次最多允许提升1辆重叉子车或2辆木料车或2辆空车。4)1110轨道巷斜井55Kw绞车验算:1110轨道巷55Kw绞车提升段巷道倾角16,提升斜长385m。选用2

26、1.5mm钢丝绳提升,F=245500N,P=1.658kg/m;提升重量:1辆重叉子车载重=959+2726=3685(kg)(每车每次装25根29U13.13棚梁,棚梁重2726Kg);2辆木料车载重=2(959+750)=3418kg。选用1辆重叉子车重量校核。据公式:Wmax=Q(sina+fcosa)g +PL(sina+fcosa)gQ 矿车及其载重,Q=3685(kg)A - 提升角度,a=16f- 矿车轮对轨道摩擦系数取f=0.01f - 钢丝绳运行阻力摩擦系数,取f=0.15P - 钢丝绳每米重量P=1.658kg/mL 提升长度L=385m将数据代入公式:则Wmax=368

27、5(sin16+0.01cos16)10+1.658385(sin16+0.15cos16) 10 =10511.5+2679.9=13191.4N6.5故符合要求。由上述验算可以得出1110轨道巷斜井每次最多允许提升1辆重叉子车或2辆木料车或2辆空车。5)1110轨道延伸巷斜巷段40Kw绞车验算(绞车安装在1110轨道延伸巷上坡头): 1110轨道巷斜巷40Kw绞车提升段巷道倾角15,提升斜长174m。选用18.5mm钢丝绳提升,F=234000N,P=1.22kg/m;提升重量:1辆重叉子车载重=959+2726=3685(kg)(每车每次装25根29U13.13棚梁,棚梁重2726Kg);2辆木料车载重=2(959+750)=3418kg。选用1辆重叉子车重量校核。据公式:Wmax=Q(sina+fcosa)g +PL(sina+fcosa)gQ 矿车及其载重,Q=3685(kg)A - 提升角度,a=15f- 矿车轮对轨道摩擦系数取f=0.01f - 钢丝绳运行阻力摩擦系数,取f=0.15P - 钢丝绳每米重量P=1.22kg/mL 提升长度L=174m将数据代入公式:则Wmax=3685(sin15+0.01cos15) 10 +1.22174(sin15+0.15cos15) 10 =

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