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    矿山机电毕业实习报告.doc

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    矿山机电毕业实习报告.doc

    矿山机矿山机电实习报告一、实习时间:2011年3月至2000年8月二、实习地点:内蒙古准格尔旗特弘煤炭有限公司官板乌素煤矿三、实习目的:了解整个煤矿的生产管理,为以后的工作做铺垫。官板乌素煤矿位于准格尔旗薛家湾镇东1km处,由薛家湾镇可通过公路分别到达呼和浩特市、鄂尔多斯市和万家寨,公路交通运输方便,煤矿至呼和浩特市、鄂尔多斯市和万家寨各地公路里程分别为120km、145km和80km,井田南部通过,区内公路和铁路交通较为便利,煤炭外运条件良好。二、地形地貌:准格尔煤田位于鄂尔多斯准格尔东部的黄土高原,因水流的向源冲蚀作用地貌变得十分复杂,形成树枝状冲沟,沟谷纵横、沟深壁陡,切割为支离破碎的地形,地表为固结黄土与风积沙,区域海拔标高在8701366m之间,高差496m。官板乌素井田位于准格尔煤田北部的最大沟谷龙王沟北侧,有两条较大的支沟即东沟和官板乌素沟分别从井田的东西两侧通过,后交汇于龙王沟。由于向源侵蚀作用,冲沟发展为树枝状,井田地貌为两树枝状沟所切割形成的山地三 矿区经济概况:本区人口较少,且居住分散,当地以农业为主,其次为牧业、手工业。当前只有煤炭产业带动地区经济。薛家湾镇为国家对黑岱沟露天矿的开发和建设,于八十年代建起的新型城镇,近几年准格尔旗政府从沙圪堵迁入薛家湾镇,现拥四、田开发简史,现有生产、在建矿井和小窑分布及开采情况1. 开发简史1990年9月1日内蒙古军区开始筹办该矿, 1994年4月计生产能力为30万t。矿井采用房柱式采煤法,回采工作面前进式布置,后退式采煤,用煤柱支撑,爆破落煤,人工装煤,用刮板输送机运煤至矿车,由调度绞车拉至井底车场。矿井采用中央并列式通风系统,机械抽出式通风方式。井下运输采用矿车运输,提升采用双筒提升机提升原煤到地面,煤场使用3台大型装载机装运。现工业场地位于井田的最西南角,场地内有简易生产系统,提升机房、风机房、调度室、锅炉房、机修车间、灯房、浴室、食堂、办公楼、职工宿舍等。2. 现有生产、在建矿井和小窑分布及开采情况官板乌素井田东南侧紧邻的唐公塔国营煤矿,建于1990年本井田内没有小窑及生产矿井、在建矿井。四 现有水源、电源情况1. 水源条件矿区内第四系冲积层地表水比较丰富,可作为供水水源。该矿目前已有一眼大口井,单井出水量为40m3/d,井下排水处理后还可复用,矿井水源有保障。2. 电源条件薛家湾220/115/10.5kV区域变电站位于扩建后的官板乌素煤矿主斜井工业场地以西约1.5km处。该变电站现有两回220kV电源线路直接引自准格尔电厂,并有一回220kV电源线路直接引自准能矸石发电厂。还通过两回220kV输电线路与内蒙古自治区220kV输电网络相联,十回110kV输电线路出入该站接入内蒙古自治区110kV输电网络。站内现设3台120MVA的变压器,其220kV、110kV母线采用双母线+旁路母线的接线形式,10kV母线采用单母线分段的接线形式。薛家湾220/115/10.5kV区域变电站系内蒙古自治区电网的主力变电站,本矿两回10kV电源从该区域变电站10kV母线的不同段接取,电源十分可靠。第二节 地质特征一 煤层本井田自上而下可采煤层有3层,即3、6-1、6号煤层,9号煤层在本井田不可采。三、煤质各煤层均属长焰煤,灰分产率普遍皆高,硫分含量均较低。6号煤层是本区主要可采煤层,原煤Ad25.29%,St,d0.91%,属富灰、特低硫、低变质长焰煤,本区各可采均为良好的动力用煤和民用煤第二章 井田开拓第一节 井田境界及储量一、井田境界井田走向长2.55km,倾斜宽1.40km,形状呈一长方形,井田面积3.4995km2。开采标高1100898m。二、储量1. 资源/储量估算结果通过资源储量核实,官板乌素煤矿井田面3.4995km2,已查明资源总储量9204.01万t,此矿井工业资源储量为7735.28万t。2. 设计可采储量(1)矿井设计可采储量矿井设计可采储量按下式计算:ZK=(ZSP)C式中 ZK矿井设计可采储量,万t;ZS矿井设计储量,万t;P开采时需留设煤柱损失量的总和。开采时需留设的煤柱有:工业场地及风井场地、采区边界、开拓大巷等主要巷道和高压线铁塔基础需留设的保护煤柱。C采区回采率,根据煤炭工业矿井设计规范, 6-1号和6号煤层取75。工业场地、风井场地、已有的建(构)筑物地面范围按其实际占用范围并考虑其保护等级的维护带宽度而圈定,井下各可采煤层的保护煤柱范围计算方法为:松散层及基岩厚度参照内蒙古自治区准格尔煤田官板乌素井田煤炭资源储量核实报告中的资料而确定,松散层地层移动角取45°,基岩地层移动角取73°。其它保护煤柱留设参数如下:井田境界20.0m,开拓大巷两侧各留设30.0m。经计算全矿井的设计可采储量总计为3423.08万t,其中6-1号煤层1048.53万t,6号煤层2354.55万t。第二节 矿井设计生产能力与服务年限一、矿井生产能力(1)矿井可采储量3423.08万t,按照年产120万t/a计算,矿井服务年限21.1a。考虑高压线下煤柱回收,延长服务年限4.5a,矿井服务年限可以达到25.6a。投产两个高档普采工作面,矿井设计生产能力120万t/a。二、矿井设计服务年限T=Z/(AK)=3423.08/(120×1.35)=21.1a式中 T服务年限,a; Z设计可采储量,万t;A生产能力,万t/a;K储量备用系数,取1.35。后期高压线煤柱采用“房式”采煤法回收,可增加矿井服务年限4.5a。第三节 井田开拓一、工业场地及井口位置1. 矿井开拓部署(1)井田走向长2.55km,倾斜宽1.40km,井田面积小,呈单斜构造。煤层倾角一般012°,可实现一个水平开发整个井田。(2)井田煤层近水平缓倾斜赋存,低瓦斯、水文地质条件简单,断裂构造不发育,构造简单,采用“长壁工作面”开采。(3)地面高压线铁塔基础煤柱:在离井田北部边界约600m700m处有一连成片的宽为300m贯穿井田倾斜方向的大面积高压线铁塔煤柱。另在井田中部有数个孤岛形铁塔基础煤柱。大巷布置结合高压线煤柱。(4)矿井有一个专用回风井,风井位置位于井田中南部。2. 工业场地及井口位置矿井工业场地位于井田的西南侧,官板乌素沟东侧的一台地上,工业场地内布置了一对斜井,即混合提升斜井和回风斜井,该两斜井落底于+980m水平。回风斜井安设带式输送机作为主斜井,混合提升斜井作为副斜井,专用回风井井口位于井田中南部,东103钻孔以东约165m。二、井田开拓方式井田开拓方式为斜、立混合开拓方式,主、副井为斜井,回风井为立井。三、大巷布置将井田划分为三个采区,一、三采区煤层倾角在12°以下,采用“倾斜长壁开采法”,二采区煤层倾角较大,有50的范围煤层倾角超过12°,采用“走向长壁采煤法”。北翼大巷不直接向北东方向延伸,而拐向东南方向,进入高压线煤柱后再拐向北东方向,结合高压线煤柱布置,至井田北部边界,减少大巷压煤量。在大巷两侧布置倾斜条带工作面开采一、三采区。结合东西向高压线煤柱布置采区下山,用于开采二采区。1. 大巷布置(1)大巷条数本井田煤层为易自燃发火煤层,大巷兼作采区准备巷道,采区内两层煤平均间距20m(底板底板),采用联合布置方式。井下辅助运输采用蓄电池电机车。设专用回风大巷。辅助运输大巷分煤层布置,初期布置6-1煤层辅助运输大巷,后期与6-1煤层辅助运输大巷垂直重叠布置6煤层辅助运输大巷。初期三条大巷(胶带输送机大巷、辅助运输大巷、回风大巷)平行布置,间距30m。(2)大巷层位煤层硬度大,矿压小,煤巷维护容易,大量巷道均为不支护的裸体巷道。为此三条大巷均沿煤层布置。其中胶带输送机大巷、回风大巷沿6煤层布置。辅助运输大巷分煤层沿煤布置。五、采区划分及开采顺序1. 采区划分根据高压线煤柱影响,全井田划分三个采区,一、二采区可布置正规的长壁采煤工作面,三采区受高压线煤柱影响较严重,煤柱部分采用“房式”采煤法部分回收。2. 开采顺序煤层开采顺序采用下行顺序,先采6-1煤,再采6煤。采区开采顺序为一采区二采区三采区。第四节 井筒一、井筒数目、用途及装备全矿井共设置主、副斜井和回风立井三个井筒。主斜井井筒内安装大倾角胶带输送机,担负全矿井煤炭运输和提升任务,兼作进风和安全出口,井筒内敷设有排水管、消防洒水管路、动力电缆、通讯电缆和监控电缆。在井筒行人侧每隔40m设置躲避硐室一个。副斜井井筒装备单钩串车提升,担负全矿井材料、矸石、设备运输和人员升降任务,并兼作进风和安全出口。回风立井井筒作专用回风井,内设梯子间,兼作安全出口。各井筒主要技术特征、装备及用途详见表2-4-1。表2-4-1 井 筒 特 征 表序号井筒特征井筒名称备注主斜井副斜井立风井1井筒坐标经距(Y).049.956.5纬距(X).379.666.82提升方位角/(°)292°292°3井筒倾角/(°)25°18°90°4井口标高/m1127.9341127.91311705水平标高/m第一水平980980987最终水平6井筒深度或斜长/m第一水平342477183最终水平7井筒直径或宽度/m净2.74.03.5掘进4.4表土段掘进2.94.23.9基岩段8井筒断面/m2净6.6412.289.62掘进7.3813.0014.52基岩段9砌壁/m2厚度/mm0.30.350.40表土段厚度/mm0.10.10.1基岩段支护方式锚喷锚喷钢筋混凝土表土段支护方式料石砌碹料石砌碹锚喷基岩段10井筒装备强力带式输送机B100025°单钩串车JK-2.5/31.5E普通梯子间三、井壁结构回风立井井筒表土段采用现浇单层钢筋混凝土井壁,基岩段采用锚喷支护。主、副井筒表土段为料石碹支护,煤层及岩石段为锚喷支护。第五节 井底车场及硐室井下采用带式输送机运输煤炭,煤炭由运输大巷带式输送机直接进入主斜井,由主斜井带式输送机运出。井底车场主要为副斜井井底车场。一、井底车场形式副斜井提升系统利用现有混合提升井系统,仅担负材料、设备、人员等辅助运输任务,井底车场为石门式平车场,为提高井底车场调车自动化程度,减轻工人劳动强度,设置高低道。二、调车方式及通过能力 1. 调车方式 本矿井全煤巷布置,掘进出煤进入煤炭运输系统,井底车场仅负担井下材料、设备及少量矸石等辅助运输量,井下需要升井检修的设备由电机车牵引至井底车场,车头摘钩换向后顶入副井重车线,自溜至副井底待提。副井下放的材料、设备等通过空车道自动滑至材料车线,由电机车运至井下各工作地点。2. 通过能力 考虑到机车摘钩换向,车辆调度时间,根据车场列车运行图表,列车进入井底车场的平均间隔时间为25min。Njd=/1.15×Qjd/Tjd =/1.15×16×1.0/25=17.63万t/a 式中 Njd井底车场年通过能力,万t; Qjd每一调度循环进入井底车场的所有列车的净载量,t; Tjd每一调度循环时间,min,; 年运输工作时间,按年工作日330,每天16h计算,min; 1.15运输不均衡系数。 根据工作面年推进度,井下锚杆及喷射砼年消耗量约1.82万t,其他材料、设备按照锚杆及喷射砼年消耗量的30计算,井底车场年运量约2.37万t。井底车场通过能力富裕系数为17.63/2.37=7.44。大于煤炭工业矿井设计规范中要求的30%的富裕系数。 三、车场线路布置井底设高低道,高低道结束紧接调车线,以便减少推顶车工作量。根据井下开拓布置,井底车场采用石门式布置。井底车场平面布置详见图2-5-1。四、井底车场硐室井底车场主要硐室有:中央变电所、主排水泵房、水仓及管子道、调度室、换装硐室、井下消防材料库、电机车修理间及蓄电池充电硐室等。电机车修理间和蓄电池充电硐室利用现有大巷联络巷改建而成,位于北翼大巷风井底附近。1. 中央变电所现有中央变电所和主排水泵房为联合布置,位于980m水平井底车场,建中央变电所和主排水泵房。2. 主排水泵房、水仓、管子道把原有主排水泵房及中央变电所改造,形成改扩建主排水泵房。共有两个水仓半圆拱断面:净宽3.0m,墙高1.0m,净断面6.5 m2,长度约110m,容量715m3,可满足矿井8h涌水量储水要求。3. 电机车修理间位于北翼大巷风井底附近。4蓄电池充电硐室位于北翼大巷风井底附近。5. 井下消防材料库与中央变电所联合布置。根据鄂尔多斯市煤炭局要求,结合本矿井实际,井下没有爆炸材料库及爆炸材料发放硐室。五、井底车场巷道及硐室的支护方式和支护材料井底车场巷道及各硐室的支护方式均采用锚喷支护。第三章 大巷运输及设备第一节 运输方式一、井下煤炭运输方式运输巷道布置减少了弯曲转折地段,以直线布置为主,为适应发展的需要提高机械化水平,减少人员及减轻劳动强度,采用胶带输送机,优点如下:1. 主斜井提升为带式输送机,煤炭从运输大巷提升至地面全部采用带式输送机连续运输系统;2. 井田面积小,运距短、运量大,巷道沿煤掘进起伏变化大,宜采用胶带输送机运输;3. 带式输送机还具备以下优点:(1)运输巷道允许稍有起伏不平的工况,适应多开煤巷少开岩巷的情况;(2)不需要设调度车场,系统简单,用人少;(3)采用多电机驱动单机功率小,电动机起动时对电网冲击较小;(4)煤炭、辅助运输互不干扰,可提高辅助运输的效率及速度;(5)可实现自回采工作面至地面胶带化一条龙连续运输,能保证工作面的连续工作,提高机时利用率,提高产量降低成本;(6)安全性能好,据有关资料介绍,事故概率是矿车的6.4%;(7)胶带强度高,运输机单机长度长,用于大巷运输可省去普通带式输送机多点搭接的硐室工程量。二、井下辅助运输方式电机车运输具有投资省、技术成熟和运营成本低等优点,本矿井井田面积小,生产能力120万t/a,北翼大巷分两段运输(中部有斜巷,需采用绞车牵引),运距短。根据上述特点,采用蓄电池电机车运输方式。第二节 运输车辆一、矿车类型本矿井矿车只承担辅助运输,采用600mm轨距1t固定车箱式矿车及相应载重量、轨距的平板车、材料车等。二、矿车数量根据采矿工程设计手册,利用排列法计算矿车数量,见表3-2-1。表3-2-1 矿车数量排列计算表顺序用 车 地 点单位数 量备注1井底车场辆162副井口辆163掘进工作面辆243个掘进工作面,每个8辆4副斜井运行车辆辆35大巷运行车辆辆166其他辆107小计辆858备用辆179总计辆102材料车及平板车数量按设计规范要求配备,各车辆型号及数量详见表3-2-2。表3-2-2 矿车型号及数量汇总表顺序矿车名称型号单位数量备注11t固定车厢式矿车MGC1.1-6A辆1022材料车MC1-6A辆253平板车MP1-6A辆604特种平板车载重20t辆205斜井人车XRB15-6/6列1一首一尾第三节 运输设备选型一、主斜井底胶带输送机选型预选胶带输送机参数:带宽B1000mm,带速v2.5m/s,输送距离L=210m,承载托辊组为深槽上托辊108mm,回程托辊组为平行、V型及下调心托辊108mm,钢绳芯胶带ST630,液压拉紧。输送能力验算:按带宽B1000mm,带速v2.5m/s计算,完全满足227.3t/h的运量要求,最大可达600t/h。圆周驱动力计算: kN传动滚筒轴功率计算: kW电动机功率计算: kW 电机配置:75kW输送带不打滑最小张力计算: kN输送带最大张力计算: kN输送带安全系数计算: ,满足安全要求。选型结果:1带宽:B=1000mm;2带速:V=2.5 m/s;3钢绳芯阻燃胶带强度:ST=630N/mm(TM668-1997);4电动机:YB280S-4,N=75 kW,1140V,IP54;5减速器:DCY280-25,i=25; 6液力偶合器:YOXII450,水介质。二、北翼胶带输送机大巷1胶带输送机选型预选胶带输送机参数:带宽B1000mm,带速v2.5m/s,输送距离L=569m,承载托辊组为槽形前倾托辊108mm,回程托辊组为V型前倾托辊108mm,钢绳芯胶带ST630,液压拉紧。输送能力验算: t/h圆周驱动力计算: kN传动滚筒轴功率计算: kW电动机功率计算: kW,电机配置:132kW输送带不打滑最小张力计算: kN输送带最大张力计算: kN输送带安全系数计算: ,满足安全要求。选型结果:1带宽:B=1000mm;2带速:V=2.5 m/s;3钢绳芯胶带强度:ST=630N/mm(TM668-1997);4电动机:YB315M1-4,N=132kW;5减速器:DCY400-20,i=20;6制动器:YWZ5-20/30,N=200 W; 7调速液力偶合器:YOTcp500。三、北翼胶带输送机大巷2带式输送机选型预选胶带输送机参数:带宽B1000mm,带速v2.5m/s,输送距离L=298m,承载托辊组为槽形前倾托辊108mm,回程托辊组为V型前倾托辊108mm,钢绳芯胶带ST630,液压拉紧。输送能力验算: t/h圆周驱动力计算: kN传动滚筒轴功率计算: kW电动机功率计算: kW,电机配置:75kW输送带不打滑最小张力计算: kN输送带最大张力计算: kN输送带安全系数计算: ,满足安全要求。选型结果:1带宽:B=1000mm;2带速:V=2.5 m/s;3钢绳芯胶带强度:ST=630N/mm(TM668-1997);4电动机:YB225-4,N=75kW;5减速器:DCY250-25,i=25;6制动器:YWZ5-25/30,N=200 W; 7液力偶合器:YOXII400。四、6煤胶带输送机巷胶带输送机选型预选胶带输送机参数:带宽B1000mm,带速v2.5m/s,输送距离(初期)L=507m,输送距离(后期)L=1767m承载托辊组为槽形前倾托辊108mm,回程托辊组为V型前倾托辊108mm,钢绳芯胶带ST800,液压拉紧。输送能力验算: t/h圆周驱动力计算: kN传动滚筒轴功率计算: kW电动机功率计算: kW,电机配置:2×185kW输送带不打滑最小张力计算: kN输送带最大张力计算: kN输送带安全系数计算: ,满足安全要求。选型结果:1带宽:B=1000mm;2带速:V=2.5 m/s;3钢绳芯胶带强度:ST=1250N/mm(TM668-1997);4电动机:2×YB355M-4,N=2×185kW;5减速器:2×DCY450-31.5,i=31.5;6制动器:2×YWZ5-20/30,N=2×200 W; 7调速液力偶合器:2×YOTcp560。五、井底煤炭运输系统流程 工作面原煤运输顺槽可伸缩胶带输送机6煤胶带输送机巷胶带输送机北翼胶带输送机大巷2胶带输送机北翼胶带输送机大巷1胶带输送机主斜井底胶带输送机主斜井胶带输送机地面。六、辅助运输设备选型(一)电机车选型1计算依据及参数瓦斯等级:低瓦斯矿井;矸石运量:108t/班;运距:1.81km;工作制度:工作日330d/a,每天三班作业,每班工作6h;运输线路平均坡度:3,重车下坡运行;调车时间:25min;矿车:1t固定式矿车,q0=0.592t;运输不均衡系数:K=1.25;2电机车选型和列车组成根据本矿井辅助运输特点和煤矿安全规程规定,井下辅助运输选用XK8-6/110-1A型蓄电池电机车。列车组成计算如下:1)按重列车上坡起动条件 式中 Q列车组质量,t; Pn电机车粘着质量,8t; P电机车质量,8t; q电机车不撒砂起动的粘着系数,取0.2; a列车起动加速度,取0.04m/s2; q重列车起动阻力系数,取0.0135; i轨道大巷坡度,取3。2)按电机车允许升温条件 式中 Fd电机车等值牵引力,取2.94kN; 电机车调车时电能消耗系数,取1.25; 相对运行时间,根据北翼大巷运距、电机车平均运行速度及调车与停车时间,经计算0.525min; y重列车运行阻力系数,取0.009; id等阻坡度,取2。其余符号意义同前。3)按重列车下坡制动条件 式中 Pz电机车的制动质量,取8t; z电机车不撒砂制动的粘着系数,取0.09; b制动减速度,按照8t蓄电池电机车长时速度10.5km/h,允许的制动距离取40m计算,制动减速度为0.1063m/s2;其余符号意义同前。根据上述计算结果,取Q值最小者计算列车组成的矿车数。运煤时: 运矸石时: 式中 n矿车数量,辆; qm运煤时矿车载重,t; qd运矸石时矿车载重,t;根据上述计算,考虑到矿井掘进煤炭进入胶带输送机运输系统,辅助运输主要承担矿井运矸石及材料、设备,为此取列车组成为16辆矿车。4)验算制动距离 制动距离小于40m,满足要求。3电机车台数根据北翼辅运大巷长度,运输距离1.81km,机车平均运行速度按照8t畜电池电机车长时速度为10.5km/h,则列车往返一次运行时间为27.6min;中间北翼辅运斜巷绞车牵引时间取20min,电机车停车及调车时间取25min,电机车往返一次总时间为72.6min。每台电机车每班可能运输次数: 次式中 Tb电机车每班工作时间,6h; T电机车往返一次总时间,72.6min。每班运矸所需列车数: 式中 m1每班运矸所需电机车总台数,台; k运输不平衡系数,取1.25; Ab每班掘进矸石量,108t;其余符号意义同前。矿井所需电机车总台数: 台式中 m2每班平巷运人所需电机车台次,本矿井大巷长度为1.81km,需要考虑机械输送人员,取m21。其余符号意义同前。根据计算,矿井井下辅助运输选用3台XK8-6/110-1A型蓄电池电机车,其中2台工作,1台检修。2台电机车分别在两段北翼辅运大巷运行。(二)北翼辅运斜巷绞车选型1设计依据(1) 提升任务最大班下井人数 69人矸石 60车/班设备及材料 20车/班炸药、雷管 各2车/班其他 6次/班最大件 液压支架重18t,加平板车共重20t(2)提升容器选用MGC1.1-6,1t固定矿车。载矸1.8t,自重592kg,取600kg。根据估算,每钩设计限挂6辆矿车。(3)北翼辅运斜巷倾角6°,斜长264m,单钩提升。2钢丝绳选择及安全系数校验提升钢丝绳选18 NAT 6×7+FC 1670 ZZ GB/T8918-1996,其参数见表6-1-1。各计算条件为:提升矸石时对侧配空矿车,下放大件时对侧配矸石矿车。表6-1-1 提升主钢丝绳参数表名 称参 数钢丝绳直径 d18mm公称抗拉强度 b1670 MPa最小钢丝破断拉力总和 Qd179kN单位长度质量 Pk1.11kg/m最粗钢丝直径 max1mm(订货时提出要求)钢丝绳长度 L360m提升钢丝绳安全系数校验:提升矸石: Fj 矸=(Q+Qc)(sin+0.015cos)g+PkLc (sin+0.3cos)g =17.9kN 提升大件: Fj 大件=(Q+Qc)(sin+0.015cos)g+PkLc (sin+0.3cos)g =24.5kNm矸= Qd /Fj 矸= 11.46.5m矸= Qd /Fj 大件= 8.426.5所选钢丝绳满足要求。3提升设备选择及校验北翼辅运斜巷提升选用JTB-1.2×1.2/24E型防爆提升绞车,其主要技术参数见表6-1-2。提升机主要技术参数表 表6-1-2名 称参 数滚筒直径Dg1200mm滚筒数量1滚筒宽度B1200mm提升机最大静张力Fj30kN减速比24游动天轮直径Dt =1200mm,天轮变位重量Gt120kg天轮校验:滚筒及天轮直径60 d=1080 mmDg =1200mm60 d=1080 mmDt =1200mm1200max1200mm钢丝绳最大静张力Fj 大件=24.5kN30kN钢丝绳在滚筒上缠绕层数kc=(L+Lm+(3+4)Dg)(d+)DpB=1.592式中 Dp=Dg+(kc-1)d=1218mm。所选提升机满足要求。北翼辅运斜巷提升系统图见图3-3-1。4预选电动机按提升矸石车选择,大件采用低速方式(速度小于1.2m/s)。Nn=KFcVm/102/=55.0kW预选防爆电动机,其主要技术规格见表6-1-3。表6-1-3 电动机技术规格表 名 称参 数型 号YB2-315M-8额定功率PN75kW额定转速nN735r/min额定电压U660V过载倍数2防爆电动机符合高原使用的要求。5提升系统运动学和动力学计算最大提升速度:Vm=DNnN/60i=2.59m/s提矸时采用七阶段速度图,设计中采用:加、减速度 a10.3m/s2 a30.5m/s2 a50.3m/s2爬行速度 V41m/s计算出最大班提升作业时间:1.63h6h。6电气控制北翼辅运斜巷提升绞车电源引自井下中央变电所660V母线段,选用交流防爆绞车成套电控装置。第四章 采区布置及装备第一节 采区布置一、采区煤流、辅助运输系统、通风及排水系统1煤流系统6-1号煤工作面落煤可弯曲刮板输送机顺槽转载机顺槽可伸缩带式输送机溜煤眼6煤胶带输送机北翼大巷胶带输送机主斜井胶带输送机地面。掘进煤在采区处理,直接与主煤流系统混合外运:普掘工作面落煤由装煤机装至桥式转载机,转至掘进面可伸缩带式输送机,可伸缩带式输送机直接与大巷带式输送机搭接,或通过溜煤眼进入主煤流系统;综掘工作面落煤由转载机进入可伸缩带式输送机,然后直接进入主煤流系统。2辅助运输系统地面1t固定矿车副斜井北翼辅助运输大巷北翼辅助运输斜巷6-1煤辅助运输巷辅运顺槽各使用点。3通风系统新鲜风流主、副斜井北翼辅助运输大巷6-1煤辅助运输巷辅运顺槽工作面胶带输送机顺槽6煤回风巷北回风大巷北翼回风大巷回风立井地面。4排水系统回采工作面顺槽、掘进工作面6-1煤辅助运输巷北翼辅助运输大巷井底车场主水仓副斜井排水管路地面井下水处理站。第五章 提升、通风、排水和压缩空气设备第一节 提升设备一、提升方式(一)主斜井提升方式根据矿井实际条件,设计提出斜井后卸式箕斗提升、矿车串车提升和钢绳芯带式输送机三种提升方式,通过比选,确定最优提升方式。具体比选如下:采用后卸式箕斗提升方式需在井筒中部增设错车道,以适应双箕斗提煤,同时井筒内铺设43kg/m钢轨、混凝土道床、井底配套装载设备及井口配套卸载站并用给煤机转载至地面转载带式输送机。该方案工艺环节较多,维护相对频繁,操作程序复杂是突出的缺点,而且不适应井底不设井底煤仓及利用回风井作为主提升的原则。由于井筒倾角大,采用矿车串车提升提升距离较长,而且通过变坡点时需增加提升环节,同时该提升方式相应配套操车设备及井上、下必须设置车场及翻车设施等。通过计算,利用原有井筒时后卸式箕斗提升及矿车串车提升均不能完成120万t/a的原煤提升任务。为此,设计不采用该两种提升方式。带式输送机提升方式具有以下优点:1井筒断面小,井巷工程量小;2可适应起伏不平巷道的工况;3生产均衡、工艺环节少,操作简单方便;4设备结构简单、容易管理,节省维修费用和运行费用;5能实现物料连续运输,不需要经常起动,容易实现自动化;6能提高产品块煤率;7装、卸载集中,卸载均匀且附属设备少;8容易适应生产集中的特点;9胶带成槽型好,可以增大物料截面积,运输量大;10抗冲击性能及抗弯曲疲劳性能好,使用寿命长;11运行事故少,安全度较高;12减少占地面积,安装工期短;13输送带伸长率小,一般为机长的0.2%0.3%,节省拉紧装置硐室工程量。 从国内外情报来看,带式输送机提升方式是发展方向,符合科技时代的要求。综合上述,设计推荐主斜井采用钢绳芯带式输送机提升方式。(二)副斜井提升方式副斜井提升采用单钩串车提升方式。二、主斜井提升设备预选胶带输送机参数:带宽B1000mm,带速v3.15m/s,提升高度H=142m,倾角:2.04°25°,输送距离L=362m,承载托辊组为槽形前倾托辊108mm,回程托辊组为V型前倾托辊108mm,钢绳芯胶带ST1600,液压拉紧。输送能力验算: t/h圆周驱动力计算: kN传动滚筒轴功率计算: kW电动机功率计算: kW,电机配置:250kW*2输送带不打滑最小张力计算: kN输送带最大张力计算: kN输送带安全系数计算: ,满足安全要求。选型结果1带宽:B=1000mm2带速:V=3.15 m/s;3钢绳芯胶带强度:ST=1600N/mm(TM668-1997);4电动机:2×YB2-355M-4,N=250 kW;5减速器:2×DCY500-25,i=25;6制动器:2×YWZ5-315/30,N=2×200 W; 7液力偶合器:xYOXIIz560。三、副斜井提升设备根据开拓部署方案,副斜井提升方式及设备均利用现有主斜井现有系统来完成人全矿井的人员、材料、设备、矸石等辅助升降的任务。在改扩建使用前必须对原提升系统进行一次严格检查,以便使其达到煤矿安全规程等各项要求标准,确保全矿井的安全生产。本矿现有双滚筒2m提升机,双钩提升。经验算,现有双滚筒2JK2×1.25/20X型提升机,不能满足下大件的要求,设计重新对副井提升设备进行选型。考虑到本矿井为综采矿井,辅助提升量较小,设计采用单滚筒单钩提升方式。下面为选型计算:1设计资料(1) 提升任务最大班下井人数 69人矸石 60车/班设备及材料 20车/班炸药、雷管 各2车/班其他 6次/班最大件 液压支架重18t,加平板车共重20t(2)提升容器选用MGC1.1-6,1t固定矿车。载矸1.8t,自重592kg,取600kg。提人用斜井人车。根据估算,每钩设计限挂3辆矿车。选用一列XRB15-6/6型斜井人车(其中包括1辆首车和1辆尾车,首车自重1756 kg,尾车自重1903 kg)供人员上下井,每节车辆设计限乘15人,即每次上下井人数不得超过30人。(3)井筒倾角18°,斜长472m,单钩提升,机械提人。2钢丝绳选择及安全系数校验提升钢丝绳选28 NAT 6V×18+FC 1670 ZZ GB/T8918-1996,其参数见表6-1-1。各计算条件为:提升矸石时对侧配空矿车,下放大件时对侧配矸石矿车。表6-1-1 提升主钢丝绳参数表名 称参 数钢丝绳直径 d28mm公称抗拉强度 b1670 MPa最小钢丝破断拉力总和 Qd576.73kN单位长度质量 Pk3.17kg/m最粗钢丝直径 max2mm(订货时提出要求)钢丝绳长度 L630m提升钢丝绳安全系数校验:提升人员: Fj 人=(Q+Qc)(sin+0.015cos)g+PkLc (sin+0.3cos)g=19.5kN提升矸石: Fj 矸=(Q+Qc)(sin+0.015cos)g+PkLc (sin+0.3cos)g =25.9kN 提升大件: Fj 大件=(Q+Qc)(sin+0.015cos)g+PkLc (sin+0.3cos)g =66.5kNm矸= Qd /Fj 人= 19.59m矸= Qd /Fj 矸= 17.47.5m矸= Qd /Fj 大件= 7.737.5所选钢丝绳满足要求。3提升设备选择及校验提升选用JK-2.5/31.5E型单绳单滚筒缠绕式提升机,其主要技术参数见表6-1-2。提升机主要技术参数表 表6-1-2名 称参 数滚筒直径Dg2500mm滚筒数量1滚筒宽度B1500mm提升机最大静张力Fj83kN减速比31.5提升机变位质量Gj133.2kg天轮直径Dt =2000mm,天轮变位重量Gt260kg天轮校验:滚筒及天轮直径80 d=2240 mmDg =2500mm60 d=1680 mmDt =2000mm1200max2500mm钢丝绳最大静张力Fj 大件=66.1kN

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