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文檔簡介
1、<p><b> 摘要</b></p><p> 潞安礦業(yè)集團五陽礦240萬t/a新井設計。全篇共分為八個部分:礦區(qū)概況與井田地質特征,井田開拓,礦井運輸、大巷及排水,采取巷道布置及裝備,采區(qū)通風設計,礦井通風系統設計,礦井安全技術措施,礦山環(huán)保。</p><p> 五陽礦位于山西省長治市,礦井總面積約為38.5km2,井田走向平均長4.8km,傾向平
2、均寬7.5km。井田內有3#煤可采,平均厚度為5.8m,煤層賦存穩(wěn)定,為緩傾斜煤層,傾角5°~12°,平均10°。井田內工業(yè)儲量為280.16Mt,可采儲量為200.08Mt。礦井正常涌水量400 m3/h,屬于低瓦斯礦井,煤塵有爆炸危險,沒有自然發(fā)火現象。</p><p> 五陽煤礦設計年生產能力為240萬t/a,服務年限為64.1年。工作制度為“四六”制。礦井的采煤方法為采區(qū)采
3、用走向長壁綜合機械化放頂煤開采,帶區(qū)采用傾向長壁綜合機械化放頂煤開采。礦井為三水平開拓。礦井有一對立井:主井主要用于提煤,副井用于提升材料、人員和矸石。開拓水平設置在+650m、+450m和+300m。</p><p> 礦井一個工作面達產,采用綜放工作面,年生產能力為240萬t/a。工作面長度為250m,煤的運輸采用軌道運輸,輔助運輸也采用礦車。礦井通風方式為中央并列式。</p><p&g
4、t; 關鍵詞:綜放;礦車運輸;長壁開采;錨桿</p><p><b> 目錄</b></p><p> 1 礦區(qū)概況與井田地質特征8</p><p><b> 1.1礦區(qū)概況8</b></p><p> 1.1.1礦區(qū)地理位置8</p><p> 1.1.2
5、交通位置8</p><p> 1.1.3當地天氣氣候和降水量10</p><p> 1.1.4礦區(qū)水文情況10</p><p> 1.2井田地質特征10</p><p> 1.2.1地層10</p><p> 1.2.2構造11</p><p> 1.2.3水文地質特征
6、11</p><p> 1.3煤層特征12</p><p> 1.3.1煤層頂底板巖性特征12</p><p> 1.3.2煤層瓦斯含量13</p><p> 1.3.3煤塵和自燃情況13</p><p> 1.4礦井地溫條件13</p><p><b> 2 井
7、田開拓14</b></p><p> 2.1井田境界14</p><p> 2.1.1井田邊界14</p><p> 2.2礦井工業(yè)儲量14</p><p> 2.2.1礦井工業(yè)儲量的計算及儲量等級的圈定14</p><p> 2.3 礦井可采儲量15</p><p
8、> 2.3.1儲量損失15</p><p> 2.3.2各種煤柱損失計算15</p><p> 2.3.3礦井可采儲量17</p><p> 2.4礦井工作制度、設計生產能力及服務年限17</p><p> 2.4.1 礦井工作制度17</p><p> 2.4.2 礦井設計生產能力及服
9、務年限18</p><p> 2.5井田開拓的基本問題18</p><p> 2.5.1井筒形式、數目的確定18</p><p> 2.5.2主、副井井筒位置的選擇18</p><p> 2.5.3風井位置的選擇19</p><p> 2.5.4工業(yè)廣場的位置、形狀和面積的確定19</p&g
10、t;<p> 2.5.5開拓方案及其比較19</p><p> 2.6 礦井基本巷道20</p><p> 2.6.1井筒20</p><p> 2.6.2車場的型式和布置形式25</p><p> 2.6.3調車方式26</p><p> 2.6.4車場峒室的布置26</p
11、><p> 3 礦井提升、大巷運輸及排水27</p><p><b> 3.1概述27</b></p><p> 3.2主副井提升28</p><p> 3.2.1主井提升28</p><p> 3.2.2副井提升28</p><p><b>
12、3.3概述28</b></p><p> 3.3.1井下運輸設計的原始條件和數據28</p><p> 3.3.2礦井運輸系統28</p><p> 4采區(qū)巷道布置及裝備30</p><p> 4.1 采煤方法的選擇30</p><p> 4.1.1采煤工藝方式30</p>
13、<p> 4.2采區(qū)巷道布置及生產系統30</p><p> 4.2.1采煤方法及工作面長度的確定30</p><p> 4.2.2采區(qū)巷道的聯絡方式31</p><p> 4.2.3生產系統31</p><p> 4.2.4確定帶區(qū)各種巷道的尺寸、支護方式及通風方式31</p><p&g
14、t; 4.2.5確定帶區(qū)生產能力和采出率32</p><p> 4.3 采區(qū)車場選型設計34</p><p> 4.3.1確定采區(qū)車場的形式34</p><p> 4.3.2采區(qū)主要硐室布置36</p><p> 5 采區(qū)通風設計37</p><p> 5.1 采區(qū)通風設計37</p>
15、;<p> 5.1.1 采取通風設計的確定37</p><p> 5.1.2采煤工作面實際需要風量44</p><p> 5.2 掘進工作面通風設計48</p><p> 5.2.1設計原則及步驟48</p><p> 5.2.2掘進通風方法49</p><p> 5.2.3掘進工作
16、面所需風量及計算50</p><p> 5.2.4掘進通風設備選擇52</p><p> 6 礦井通風系統設計56</p><p> 6.1礦井通風系統的選擇56</p><p> 6.1.1選擇礦井主要通風機的工作方法58</p><p> 6.1.2選擇礦井通風方式59</p>
17、<p> 6.2風量計算及風量分配60</p><p> 6.2.1 其他巷道及硐室所需需風量60</p><p> 6.2.2 礦井所需總風量的計算62</p><p> 6.2.3 礦井需風量計算63</p><p> 6.2.4 風量分配與風速驗算63</p><p> 6.3
18、 礦井通風阻力計算65</p><p> 6.3.1計算原則65</p><p> 6.3.2 礦井通風阻力計算65</p><p> 6.4主要通風機選型70</p><p> 6.4.1自然風壓的計算70</p><p> 6.4.2選擇主要通風機70</p><p>
19、 6.5 反風措施及災害預防75</p><p> 6.6 礦井通風費用與礦井難易程度評價78</p><p> 6.6.1 礦井通風費用78</p><p> 6.6.2礦井等積孔79</p><p> 7 礦井安全技術措施81</p><p> 7.1礦井安全技術概況81</p>
20、;<p> 7.2 預防瓦斯和煤塵爆炸的措施81</p><p> 7.3 預防井下火災的措施82</p><p> 7.4 防水措施82</p><p> 7.5 井下防塵83</p><p><b> 8 礦山環(huán)保83</b></p><p> 8.
21、1礦山污染源概述83</p><p> 8.1.1大氣污染84</p><p> 8.1.2廢水排放84</p><p> 8.1.3固體廢棄物排放84</p><p> 8.1.4噪聲污染84</p><p> 8.2 礦山污染源的防治84</p><p> 8.2.
22、1大氣污染防治85</p><p> 8.2.2礦山水污染的防治85</p><p> 8.2.3噪聲的控制85</p><p> 1 礦區(qū)概況與井田地質特征</p><p><b> 1.1礦區(qū)概況</b></p><p> 1.1.1礦區(qū)地理位置</p><
23、p> 五陽煤礦是潞安礦區(qū)最北部的一對大型礦井。行政區(qū)劃隸屬襄桓縣所轄,礦井范圍北以兩川斷層為界,南以文王山斷層為界,西起勘探區(qū)邊界,東至15-3號煤層露頭,南北長約4.8km,東西寬約7.5km,礦井面積為38km2,該礦距襄桓車站3.5km,距長治45km ,太焦線穿越礦區(qū),交通方便。區(qū)內地勢屬丘陵,交差不大。地面標高一般930m左右。</p><p><b> 1.1.2交通位置</
24、b></p><p> 潞安礦區(qū)地處山西省東南部沁水煤東部邊緣中段,地跨長治。太(原)焦(作)鐵路縱貫礦區(qū)東部。邯(鄲)長(治),太(原)焦(作)鐵路在長治北站交會。太(原)焦(作)線北接石太、同蒲線,南接隴海線。礦區(qū)至太原,長治,邯鄲,洛陽等地都有汽車相通,交通極為方便。長治交通位置見圖1-1。</p><p> 圖1-1 長治市交通位置圖</p><p&
25、gt; 1.1.3當地天氣氣候和降水量</p><p> 該區(qū)事故于溫暖帶大陸性氣候,年平均氣溫為-6.9℃(一月),最高氣溫為22.8℃(七月)。極端最低氣溫為-29.1℃(1972年1月27日),日最高溫度為37.4℃(1972年7月5日)。年降雨量為414~917mm年平均為583.9mm年蒸發(fā)量為1493.8~1996.3mm,年平均為1713.84mm。降雨量多集中在7、8、9三個月。日最大降雨量為
26、109.7mm(1972年7月7日)。風向多為西北風,最大風速為14~16m/s。凍土期為每年十月至每年四月。最大凍土深度為75cm。</p><p> 1.1.4礦區(qū)水文情況</p><p> 井田內主要河流有濁漳河西源和南源。西源由西而東流入礦區(qū),而南源由西南匯入,并于礦區(qū)中部匯合。南、西二源匯合后,由南而北至襄垣城東流出礦區(qū),總匯水面積約750km2。并在井田外兩河上游分別建有漳
27、澤水庫和后灣水庫。而區(qū)內無大的地表水體。</p><p> 煤層露頭附近有一條季節(jié)性河流——淤泥河,自南而北流淌,一般流量為360m3/h。另外,流經本井田的濁漳河南源,為一常年有水河流,其最高洪水位857.65m(1953.6.15),最大流量224m3/s,局部對煤層頂板含水層有明顯的入滲補給。</p><p><b> 1.2井田地質特征</b></p
28、><p><b> 1.2.1地層</b></p><p> 本井田廣為第四系黃土所覆蓋,局部地帶有二疊系石盒子組地層,零星出露。</p><p><b> 1.2.2構造</b></p><p> 礦井構造特征是:寬緩褶曲相伴生大,中型交角度正斷層和次級小型斷裂。構造線方向多為南北方向,褶曲主
29、要天倉向斜,呈北東縱貫礦井中央,兩翼傾角一般10?左右,局部達到20?,幅達200m,與其相伴生的次級褶曲有崔村向斜,大郝溝向斜,十字道背斜,五陽背斜。其軸向大致與天倉向斜一致。只是規(guī)模上,幅度上都小于天倉向斜。</p><p> 與褶曲相伴生較大的構造主要有控制礦井范圍的西川斷層,文王山斷層及發(fā)育在礦井內的王家莊斷層,小黃莊斷層。崔家莊1.2.3號斷層,走向多呈北東方向,落差均在100m以上落差在10—100
30、m的斷層有東南上斷層,倉上1號斷層,1505斷層,倉上2號斷層,西王橋斷層,五陽斷層等。其產狀與較大斷層基本一致。其中南豐正斷層:位于南豐村南、大黃莊、十字道村南一線,大黃莊村西走向為北50°東,傾向東南,傾角70°,落差60~75m,大黃莊村東,走向北82°東,傾角70°,落差7~25m,東在西王橋村北附近分叉尖滅,西在南—45號鉆孔附近尖滅。有地震測線和鉆孔控制,井下生產巷道揭露,已查明。礦井
31、內無陷落柱。</p><p> 五陽井田處于上述二級構造帶之間,受晉~獲斷褶帶的控制和武~陽凹褶帶的影響主要形成低級,低序次的構造。本井田的基本構造特征為:向南西傾伏寬緩褶曲,伴有大中型、高角度正斷層和次一級的小型斷裂,構造線方向大致為北東東和北東方向褶曲;地層總體傾向南西,傾角一般為10°。</p><p> 1.2.3水文地質特征</p><p>
32、 本區(qū)主要河流為濁漳河南源和西源,屬于海河水系漳河流域。濁漳河由南向北經過礦區(qū)南部邊緣,其支流有洚河,嵐水河和青河等。濁漳河西源由西向東流經礦區(qū)北緣,其支流有淤泥河。濁漳河南源流入漳澤水庫與其支流匯合,再向北與西源匯合。南、西二源匯合繞過五陽至襄桓城東與濁漳北源匯合。南、西二源在井田中央與西源匯合后,由南而北穿越井田,至襄垣城東與濁漳河北源匯合流出五陽井田。濁漳河河床寬達70~110m長年流水,流量為1m3/s。而礦區(qū)內基本無地表河流
33、。</p><p> 礦井涌水量一般為400m3/h左右,含水系數為3.1左右。井田內共有11個含水層:Ⅰ~Ⅴ為灰?guī)r裂隙溶洞含水層;Ⅵ~Ⅹ為砂巖裂隙含水層;Ⅺ為風化殼及砂礫孔隙含水層。礦井涌水主要來源于煤層頂板以上各含水層。通過回采后形成的導水裂隙帶和冒羅帶涌入礦井。礦井水PH值為7~8屬于弱堿性。</p><p><b> 1.3煤層特征</b></p&g
34、t;<p> 礦井主要含煤地層為二迭統山西組及上石炭統太原組煤系厚度:</p><p> 山西組:59.20—85.85m,太原組:89.2—129.02m。共含煤15層,其中山西組4層(1—4號)太原組(5—15號煤)含煤系數為6.7%。煤層傾角為5°~12°平均傾角為10°煤質的硬度為f=0.8~1.5中等硬度。</p><p> 1.
35、3.1煤層頂底板巖性特征</p><p> 主要開采對象3號煤層頂板一般為砂巖,泥巖,偽頂,直接頂,老頂通常同時存在。偽頂多為黑灰色泥巖,厚0.08~0.20m,隨著采煤冒落。直接頂有灰黑色泥巖、粉砂巖、細砂巖組成,厚度為1.3~3.6m其抗壓強度在75~905kg/cm2,一般在搬移支柱后即冒落,為Ⅱ類穩(wěn)定中等頂板。老頂多為砂巖,硬度大,厚度不穩(wěn)定,一般厚為6.5~9.0m最大可達28m,其單向抗壓強度380
36、~1310kg/cm2,一般不易冒落,會造成周期來壓。</p><p> 地板多無偽底,只有直接底,巖性對為黑色泥巖,厚度達0.2~0.6m底板多為砂巖,其抗壓強度為419~1918kg/cm2,普式硬度為4~8。</p><p> 15-3號煤層頂板多為泥巖及粉砂巖,厚度變大,中等硬度,屬于易冒落頂板。頂板以泥巖及粉砂巖為主,老底多為細砂巖,膠結為中等膠結。</p>&
37、lt;p> 1.3.2煤層瓦斯含量</p><p> 3#煤層瓦斯含量為1.560~17.502mL/g·r,平均5.725mL/g·r,變化較大。二氧化碳含量為0.01~0.47mL/g·r,平均0.21mL/g·r。瓦斯含量變化隨著煤層埋藏深度的增大,瓦斯含量也增大。五陽煤礦2003年按照《煤礦安全規(guī)程》的要求,又對3#煤層礦井瓦斯等級及二氧化碳進行鑒定,瓦斯
38、相對涌出量8.99m3/t,二氧化碳相對涌出量4.81m3/t,屬低瓦斯礦井,全礦其采煤工作面瓦斯涌出量為12.21m3/min,掘進工作面瓦斯涌出量為7.94m3/min,采空區(qū)瓦斯涌出量為8.28m3/min。從近6年的礦井瓦斯及二氧化碳涌出量的情況統計見表1.3-5,可以看出礦井瓦斯涌出量較小,但是由于受各種因素的影響瓦斯賦存極不均衡,局部地方瓦斯涌出量仍然較大,瓦斯相對涌出量曾達到23m3/t,為高瓦斯區(qū)。</p>
39、<p> 1.3.3煤塵和自燃情況</p><p> 五陽煤礦煤類為焦煤,瘦煤和貧煤。煤的脆性較大,在機械化采煤程度高的今天,采煤作業(yè)過程中容易形成大量的煤塵。有對3號煤層的取樣試驗,反向火焰長度為5~50mm,一般為10mm左右;爆炸指數為17.63~21.45%,一般為18~19%屬于危險型礦井。</p><p> 3#煤層的自燃傾向性等級鑒定結果表明:3#煤層煤塵具
40、有爆炸性,屬不易自燃煤層,但局部區(qū)段3#煤層有可能產生自燃。</p><p><b> 1.4礦井地溫條件</b></p><p> 生產礦井測量井下溫度16℃左右,地溫為1℃/100m屬于地溫正常地區(qū)。</p><p><b> 2 井田開拓</b></p><p><b> 2
41、.1井田境界</b></p><p><b> 2.1.1井田邊界</b></p><p> 礦井開采的上限標高+850m,由于礦井南北是以斷層為界,西以勘探線為界,所以礦井下部開走向長度最長為4.95km,最短為4.6km,平均長度約為4.8km;而東西傾向最長約為8.1km,最短約為6.2km,平均長7.5km。礦井總面積約為38km2。</
42、p><p><b> 2.2礦井工業(yè)儲量</b></p><p> 2.2.1礦井工業(yè)儲量的計算及儲量等級的圈定</p><p> 五陽礦礦井總體范圍不大,煤層較厚。可采煤層3#平均厚度為5.8m,井田內有落差90多米的大斷層貫穿其中,煤層傾角平均α=10º,大部分標高位于+850~+300m之間,煤層平均容重1.3t/m3。<
43、;/p><p><b> 礦井工業(yè)儲量:</b></p><p> 煤容重取1.3t/m3,煤層傾角平均10°,煤厚平均為5.8m。</p><p> 工業(yè)儲量的計算公式見下式:</p><p> Zg=100S×M×r/cosα
44、(2-1)</p><p> 式中: Zg――工業(yè)儲量,萬t;</p><p> S――井田面積,km2;</p><p> M――煤層平均厚度,5.8m;</p><p> r――煤的平均容重,1.3t/m3;</p><p> α――煤層平均傾角,10°;</p><p&g
45、t;<b> 故工業(yè)儲量為:</b></p><p> Zg=100×36.7×5.8×1.3/cos10º</p><p> =28016.7萬t</p><p> 2.3 礦井可采儲量</p><p><b> 2.3.1儲量損失</b><
46、/p><p> ?。?)工業(yè)廣場保護煤柱;</p><p> ?。?)井田邊界煤柱損失;</p><p> ?。?)采煤方法所產生煤柱損失和斷層煤柱損失;</p><p> ?。?)建筑物、河流、鐵路等壓煤損失;</p><p> ?。?)其它各種損失。</p><p> 2.3.2各種煤柱損失計
47、算</p><p> ?。?)工業(yè)廣場煤柱損失</p><p> 本礦井設計年生產能力為240萬t/a,按《煤礦設計工業(yè)規(guī)范》,占地面積應在240×0.8/10~240×1.1/10之間,即19.2~26.4公頃之間,本設計工業(yè)廣場取22公頃,長、寬分別為550m、400m,工業(yè)廣場布置在井田的中央位置。</p><p> 3號煤層傾角α=1
48、0º,五陽莊礦工業(yè)廣場地面標高+930m,松散層厚度為50m,移動角ψ=45º,上覆巖層的邊界角δ=75º,下山移動角β=66.6º,上山移動角γ=70º。</p><p> 圖2-1 工業(yè)廣場保護煤柱</p><p> 工業(yè)廣場圍護帶寬度為20m,根據垂直剖面法所作的工業(yè)廣場保護煤柱的尺寸計算如圖2-1所示:</p>
49、<p> 保護煤柱的水平面積S1=(749+786)×665/2=510387.5m2則工業(yè)廣場壓煤為: Q1=S1×M×r/cosα (2-2)</p><p> =510387.5×5.8×1.3/cos10º</p>
50、;<p><b> =389.6萬t</b></p><p> ?。?)井田邊界保留的邊界煤柱 </p><p> 井田邊界長為27234m,邊界煤柱留寬30m,則井田邊界壓煤量為:</p><p> Q3=27234×5.8×30×1.3/cos10º=623.7萬t
51、 (2-3)</p><p><b> ?。?)斷層保護煤柱</b></p><p> 由于斷層落差較大,貫穿整個井田,長度為4370m,斷層兩邊各留煤柱50m,則斷層保護煤柱損失是:</p><p> Q4=4370×2×50×5.8×1.3/cos10º
52、 (2-4)</p><p><b> =333.6萬t</b></p><p> ?。?)永久保護煤柱總量為:</p><p> Q=Q1+Q2+Q3 (2-5)</p><p> =389.6+623.7+333
53、.6 =1346.9萬t</p><p> 2.3.3礦井可采儲量</p><p> 可采儲量的計算公式為:</p><p> Z=(Zc-Q)×C (2-6)</p><p> =(28016.7-1346.9)×0.75 =20002.35
54、萬t</p><p> 式中: Z——礦井可采儲量,萬t;</p><p> Zc——礦井工業(yè)儲量,萬t;</p><p> Q——永久煤柱損失,萬t;</p><p> C——煤炭采出率,取0.75;</p><p> 2.4礦井工作制度、設計生產能力及服務年限</p><p>
55、 2.4.1 礦井工作制度 </p><p> 本礦井年工作日為330天,采用“四六”工作制,即三班采煤,一班檢修,每班工作6小時。根據煤炭設計規(guī)范,礦井日凈提L確定為16小時</p><p> 2.4.2 礦井設計生產能力及服務年限</p><p> 綜合考慮各方面因素,初步確定本礦井的設計生產能力為240萬噸/年。經計算本礦井服務年限為64.1年
56、,及第一水平服務年限31.1年,第二水平服務年限33年,經校核滿足設計生產能力要求。</p><p> 2.5井田開拓的基本問題</p><p> 2.5.1井筒形式、數目的確定</p><p><b> 井硐形式的確定:</b></p><p> 斜井開拓與立井開拓相比,井筒施工工藝、施工設備與工序比較簡單,掘
57、進速度快,井筒施工單價低,初期投資少;地面工業(yè)建筑、井筒裝備、井筒裝備、井底車場及垌室都比立井簡單,井筒延深施工方便,對生產干擾少,不易受底板含水層的威脅;主提升膠帶化有相當大的提升能力,可滿足特大型礦井主提升的需要;斜井井筒可作為安全出口,井下一旦發(fā)生透水事故等,人員可迅速從井筒撤離。</p><p> 與立井開拓相比,斜井開拓的缺點是:斜井井筒長,輔助提升能力少,提升深度有限;通風路線長、阻力大,管線長度長
58、;斜井井筒通過富含水層、流砂層施工技術復雜。對井田內煤層埋藏不深,表土層不厚,水文地質情況簡單,井筒不需特殊法施工的緩斜和傾斜煤層,一般可采用斜井開拓。</p><p> 根據自然地理條件、技術經濟條件等因素,綜合考慮五陽煤礦的實際情況,本礦井采用立井開拓。</p><p> 2.5.2主、副井井筒位置的選擇</p><p> 綜合各方面的因素及礦井實際情況,
59、提出本礦井井筒布置位置如下:</p><p> 主井井筒中心位置:經距411850m,緯距4039300m</p><p> 副井井筒中心位置:經距411770m,緯距4039360m</p><p> 2.5.3風井位置的選擇</p><p> 本井田煤層賦存條件比較好,屬于緩傾斜煤層,中部靠上位置有一大斷層K1將井田分為上、下兩部
60、分,上部受條件限制采用條帶開采。大斷層K1上部煤層埋深較淺,最淺處離地表只有70m左右,所以采用兩翼對角式通風,在淺部掘兩個風井,風井深80m,在技術、經濟上都比較好。</p><p> 故在設計2個風井:北風井服務大斷層K1上部煤層的東五采區(qū)和東七帶區(qū);東風井服務東一采區(qū)和東三帶區(qū)。</p><p> 考慮到斷層下部右翼可以滿足礦井初期的開采要求,在此精確提出東風井的位置。</
61、p><p> 東風井井筒中心位置:經距414200m,緯距407100m</p><p> 北風井井筒中心位置:經距414200m,緯距407100m</p><p> 2.5.4工業(yè)廣場的位置、形狀和面積的確定</p><p> 工業(yè)廣場與主副井筒布置位置相同,其面積及保護煤柱的大小詳見第二章第三節(jié)內容,工業(yè)廣場面積22公頃,定為550
62、m×400m的矩形。</p><p> 2.5.5開拓方案及其比較</p><p><b> 1)開拓方案</b></p><p> 根據地質勘探資料,本井田只有3#煤層為可采煤層,煤層埋深主要分布在+850m~+300m左右,傾角在5°~12°之間,平均10°,為緩傾斜煤層??紤]到技術和經濟的合理
63、性,本設計采用單水平或兩水平開拓都能滿足要求。</p><p> 煤層平均厚度在5.8m左右,所以布置煤層大巷較困難,特別是以后的維護,且需要很大的保護煤柱,所以采用巖巷布置。</p><p> 經過綜合經濟、技術和安全三方面的考慮,決定選用立井三水平直接延伸的方案。</p><p> 圖2-3 立井三水平直接延深</p><p>
64、 2.6 礦井基本巷道</p><p><b> 2.6.1井筒</b></p><p><b> 1)主井</b></p><p> 本礦井設計年生產能力240萬t,為保證提升,決定主井采用兩對12t底卸式箕斗提煤。主井井筒斷面見圖2-5,具體參數見表2-9。</p><p> 圖2-5
65、 主井斷面圖</p><p> 表2-9 主井斷面技術特征表</p><p><b> 2)副井</b></p><p> 副井采用一套3t普通罐籠。副井內設梯子間,作為一個安全出口。副井井筒斷面見圖2-6,具體參數見表2-10。</p><p> 圖2-5 副井斷面圖</p><p>
66、; 表2-10 副井斷面技術特征表</p><p><b> 3)風井</b></p><p> 風井內設梯子間作為另一個安全出口。風井井筒斷面見圖2-7,具體參數見表2-11。</p><p> 圖2-7 風井斷面圖</p><p> 表2-11 風井斷面技術特征表</p><p&g
67、t; 2.6.2車場的型式和布置形式</p><p> 本井底車場不經過石門與大巷直接相連,減少了工程量。由于該車場采用了膠帶輸送機運煤系統,使車場形式大為簡化,實際它只是一個帶有機車繞道的單環(huán)行車場,采用刀把式車場車場形式簡單,且通過能力較大較富裕。布置形式見圖2-8。</p><p> 圖2-8 立井刀式環(huán)行井底車場</p><p> 1-主井;2-副
68、井;3-翻籠硐室;4-井底煤倉;5-箕斗裝載硐室;6-井底清理斜巷;</p><p> 7-中央變電所;8-水泵房;9-等候室;10-調度室;11-人車停車場;12-工具室;</p><p> 13-水倉;14-主井重車線;15-主井空車線;16-副井重車線;17-副井空車線;</p><p> 18-材料車線;19-回車線;20-調車線</p>
69、<p><b> 2.6.3調車方式</b></p><p> 軌道運輸大巷的煤由底卸礦車運到井底煤倉。矸石列車在副井重車線機車分離以后,電機車經機車繞道至副井空車線牽引空車經繞道出井底車場。材料的運行路線與矸石空車相同。</p><p> 2.6.4車場峒室的布置</p><p> 車場峒室的布置見圖2-8。</p&
70、gt;<p><b> ?。?)主井系統硐室</b></p><p> 立井系統硐室有卸載硐室、井底煤倉、箕斗裝載硐室、清理井底灑煤硐室及水泵房硐室等組成,是井底煤流匯集和裝載提升的樞紐?;费b載硐室布置在堅硬穩(wěn)定的巖層中,其它硐室的布置由線路布置決定。</p><p> 井底煤倉的有效容量可按礦井設計日產量的15%~25%來計算,一般大型礦井取小值
71、,因本礦井日產量為8000t,所以需要煤倉容量為1200t,設置一個直徑為8m,高20m的圓筒煤倉,總容量約1306t,能夠滿足礦井生產需要。直立煤倉通過卸載站硐室與箕斗裝載硐室連接,箕斗裝載硐室為單側式,這種布置煤倉容量大,多煤種可分裝分運,適應性強。</p><p><b> ?。?)副井系統硐室</b></p><p> 副井系統硐室由中央水泵房、水倉、清理水
72、倉硐室、中央變電所、調度及等候室組成,為節(jié)省管材,電纜及方便管理,同時考慮到錨索的安裝,故把中央變電所和中央水泵房布置在附近,并設有防爆密閉門。</p><p><b> ?。?)其它硐室</b></p><p> 醫(yī)療硐室、機修硐室、消防車硐室、井下材料庫、火藥庫、換裝組裝硐室、換矸硐室、乘人車場等。</p><p> 3 礦井提升、大巷
73、運輸及排水</p><p><b> 3.1概述</b></p><p> 五陽煤礦地區(qū)屬于低山丘陵地帶,地面標高+900~+950m,平均930m。本礦井設計井型為240萬噸/年,服務年限為64.1年。煤的容重為1.3t/m3,矸石容重為2.0t/m3。礦井工作制度為四六制。本礦井采用立井三水平開拓,一水平大巷所在+650m。主井井筒直徑為6.0m,凈斷面積為2
74、8.27m2,井深320m,井筒支護為混凝土砌碹。副井井筒直徑為6.5m,凈斷面積為33.18m2,井深285m,井筒支護為混凝土砌碹。礦井主運采用MDC3.3—6型3噸底卸式礦車運輸,電機車選用ZK10-6/550直流架線式電機車;輔助運輸采用架線式電機車牽引小礦車,電機車型號為ZK10-6/550直流架線式電機車。小礦車類型為MDC1.7—6型1.5噸固定式礦車。礦井瓦斯等級為低瓦斯。煤塵不具備爆炸性。提升設備年工作日為330天,日
75、工作16小時,最大班下井人數為39人。</p><p> 由以上礦井的基本條件,確定主副井的提升方式為:主井采用箕斗提升,副井采用罐籠提升。</p><p><b> 3.2主副井提升</b></p><p><b> 3.2.1主井提升</b></p><p> 礦井年產量為240萬噸,井
76、型較大,所以主井采用多繩摩擦提升機提升兩對12噸箕斗。</p><p><b> 3.2.2副井提升</b></p><p> 副井采用多繩摩擦式提升機提升一對雙層單車1.5t普通罐籠。</p><p><b> 3.3概述</b></p><p> 3.3.1井下運輸設計的原始條件和數據&
77、lt;/p><p> ?。?)礦井的生產能力 240萬噸/年</p><p> ?。?)礦井的工作制度 四六制</p><p> ?。?)煤層的傾角 5~12°</p><p> ?。?)煤的容重 1.3t/m3</p><p> (5)矸石容重 2
78、.0t/m3</p><p> ?。?)礦井的瓦斯等級 低瓦斯</p><p> ?。?)煤塵的爆炸指數 18%,具有爆炸性</p><p> 3.3.2礦井運輸系統</p><p><b> 1.運煤系統</b></p><p> 工作面→運煤順槽→溜煤眼→運輸上山→采區(qū)煤倉→
79、雙軌運輸大巷→石門→井底煤倉→主井→地面</p><p><b> 2.運料系統</b></p><p> 副井→井底車場→石門→雙軌運輸大巷→軌道上山→行人運料進風斜巷→軌道順槽→工作面</p><p><b> 3.運矸系統</b></p><p> 工作面→軌道順槽→行人運料進風斜巷→
80、軌道上山→雙軌運輸大巷→石門→井底車場→副井→地面</p><p> 礦井的運輸示意圖見圖3-1。</p><p> 4采區(qū)巷道布置及裝備</p><p> 4.1 采煤方法的選擇</p><p> 4.1.1采煤工藝方式</p><p><b> 1)煤層的賦存特征</b></p
81、><p> 主要可采煤層均厚5.8m,煤層傾角5°~12°,平均10°,屬于緩傾斜煤層。煤質穩(wěn)定,硬度偏軟,普氏硬度為0.8~1.5,屬貧煤,為高硫低灰分。平均容重為1.3t/m3。礦井屬低瓦斯礦井,煤塵爆炸指數為17.63~21.45%,一般為18~19%屬于危險型礦井,煤層屬三類不易自燃,煤層沒有自燃發(fā)火傾向。煤層的偽頂為黑色泥巖,厚度小于0.5m,不穩(wěn)定。直接頂為深灰、黑灰色粉砂
82、巖及泥巖,底板為黑色泥巖、砂巖,較穩(wěn)定,平均9.3m。</p><p> 確定3#煤層的采煤方法為采區(qū)采用走向長壁采煤法,帶區(qū)采用傾向長壁采煤法。由于煤層的平均厚度為5.8m,而且賦存穩(wěn)定,所以采用綜合機械化放頂煤的回采工藝,全部垮落法管理頂板。</p><p> 4.2采區(qū)巷道布置及生產系統</p><p> 4.2.1采煤方法及工作面長度的確定</p
83、><p> 首采區(qū)煤層厚5.8m,傾角10°,屬緩傾斜煤層。由于煤層較厚,采用綜采放頂煤采煤法,一次采全厚。</p><p> 根據《規(guī)范》規(guī)定:綜采面長度一般不小于160m。但結合本礦井的實際情況,采區(qū)工作面的長度為250m可以滿足設計要求,確定采區(qū)工作面的長度為250m。</p><p> 4.2.2采區(qū)巷道的聯絡方式</p><
84、p> 由于礦井采用區(qū)域式通風,副井進風,風井回風。開拓巷道布置一條雙軌大巷,能滿足運煤與輔助運輸的需要。通過雙巖石上山和采區(qū)工作面相連接。在采區(qū)內部,采用雙煤巷推進,可以作為下一區(qū)段的回風平巷。</p><p> 煤層的開采順序和帶區(qū)接替順序:礦井前期主采3#煤,井田內一大斷層將井田橫穿,把井田天然分為上下兩部分,設計先采淺部穩(wěn)定煤層,采用后退式開采。由于采用雙巷掘進,因此工作面接替要采用順序開采方式。
85、在保證一個工作面達產的同時,注意另一區(qū)段的準備,保證工作面的正常接替。</p><p><b> 4.2.3生產系統</b></p><p> 采區(qū)內的開采采用后退式開采(面向上山),通風方式采用U型通風方式。這種通風方式有風流系統簡單,漏風小的優(yōu)點。</p><p> 風流線路為:副井→井底車場→石門→軌道運輸大巷→行人運料進風斜巷→運
86、輸順槽→工作面→軌道上山→回風斜巷→回風石們→風井</p><p> 運煤系統為:工作面→溜煤眼→運輸上山→采區(qū)煤倉→軌道運輸大巷→石門→井底煤倉→主井</p><p> 運料系統為:副井→井底車場→石門→軌道運輸大巷→行人運料進風斜巷→軌道上山→軌道順槽→工作面</p><p> 運矸系統為:工作面→軌道順槽→行人運料進風斜巷→軌道上山→軌道運輸大巷→石門→
87、井底車場→副井</p><p> 4.2.4確定帶區(qū)各種巷道的尺寸、支護方式及通風方式</p><p><b> 1)尺寸</b></p><p> 順槽的尺寸應能滿足綜放工作面運煤、輔助運輸和通風的需要,由此確定運輸順槽的尺寸(寬×高)為4700×3100mm,軌道順槽為4700×3100mm。</p
88、><p><b> 2)支護方式</b></p><p> 采用錨網支護,這種支護方式經濟效益好,且掘進速度快。</p><p><b> 3)掘進通風</b></p><p> 采用壓入式局扇進行通風,局扇應在新鮮風流處。為了防止回風短路,在順槽設置風門,具體位置見采區(qū)巷道布置圖。</p
89、><p> 4.2.5確定帶區(qū)生產能力和采出率</p><p><b> 1)綜放面生產能力</b></p><p> ?。?)每割一刀煤所需的時間</p><p><b> 純割煤的時間T割</b></p><p> T割=(L+L1)/V歌
90、 (4-1)</p><p> =(250+30)/4</p><p><b> =70(min)</b></p><p> 式中: L——工作面長度,250m;</p><p> L1——斜切段長度,30m;</p><p> V歌——采煤機合理的牽引速度,
91、取4m/min。</p><p> 割煤作業(yè)中必須的輔助作業(yè)時間T空</p><p> T空= L1/V空=30/6=5(min) (4-2)</p><p> 式中:V空——采煤機空刀運行時的牽引速度,取6m/min。</p><p><b> 必須的間歇時間T停</b></p>
92、;<p> 必須的間歇時間包括每割完一刀煤檢查機器更換截齒時間;正常的停開機時間;采煤機改變牽引方向時的翻擋煤板時間及滾筒調位時間等。根據實際情況,T停取20min。</p><p> 所以每割一刀煤所需的時間T=T割+T空+T停=70+5+20=95(min)</p><p> ?。?)端頭作業(yè)時間T端</p><p> 本綜采工作面端頭支護采
93、用端頭液壓支架,端頭作業(yè)時間取25分鐘。</p><p><b> ?。?)故障時間</b></p><p> 根據大量調查,國產綜采設備機電事故影響時間占總工時的8%-15%,每割一刀煤影響時間為15~30分鐘。在此取20分鐘。</p><p> 由以上分析,每割一刀煤的循環(huán)時間T循為:</p><p> T循=
94、T+T端+T故 (4-3)</p><p><b> =140(分鐘)</b></p><p> 所以,綜放面每班進2刀是能夠實現的。</p><p> 綜放工作面生產能力Q綜</p><p> Q綜=NLSMR×0.8
95、×5.8×1.3×0.8×330</p><p> =238.87(萬t/a)</p><p> 式中: N——工作面日循環(huán)數,6個;</p><p> L——工作面長度,250m;</p><p> S——截深,0.8m;</p><p> M——采高,5.8m;
96、</p><p> R——煤容重,1.3t/m3;</p><p> C——工作面回采率,0.8。</p><p><b> 2)掘進出煤量Q掘</b></p><p> 按規(guī)定,掘進出煤量按工作面出煤量的5~10%計算,取5%</p><p> Q掘=238.87×5%=11
97、.94萬t (4-4)</p><p> 3)采區(qū)生產能力Q區(qū)</p><p> Q區(qū)=238.87+11.94=250.81萬t (4-5)</p><p><b> 4)計算采區(qū)回采率</b></p><p> 首采區(qū)
98、區(qū)段工作面推進總長度14874m,順槽雙巷,留15m的小保護煤柱。</p><p><b> 采區(qū)實際出煤量:</b></p><p> 14874×250×5.8×1.3×0.8+2×4.6×14874×3.1×1.3=2298.2萬t</p><p> 采
99、區(qū)煤柱損失:14874×15×5.8×1.3=168.2萬t</p><p><b> 采區(qū)回采率:</b></p><p> 2298.2/(2298.2/0.8+168.2)=75.6%>75%,符合規(guī)范要求。</p><p> 4.3 采區(qū)車場選型設計</p><p>
100、4.3.1確定采區(qū)車場的形式</p><p> 采區(qū)下部車場一般由裝煤車場和輔助提升車場組合而成。本設計采區(qū)車場的裝煤車場采用大巷裝車式車場,輔助提升車場采用底板繞道式車場。</p><p> 工作面生產的煤由運輸順槽到運輸上山采區(qū)煤倉后,直接在軌道運輸大巷裝車,經礦車送至井底煤倉。</p><p> 底板繞道式井底車場先由軌道大巷做一段平的斜巷,然后用25&
101、#176;的斜巷向上,直到與軌道上山同一標高,然后再通過一段平巷與軌道上山相接。車場采用絞車提升。從絞車房打一條斜巷與軌道上山直接相連,為避免通風短路,在絞車房的回風斜巷上打一個風窗,調節(jié)風量,滿足絞車房的通風要求即可。</p><p> 下面為采區(qū)的上中下部車場的選型設計:</p><p> 采區(qū)上部車場見圖5-1;采區(qū)中部車場見圖5-2;采區(qū)下部車場見圖5-3。</p>
102、<p> 圖4-1 采區(qū)上部逆向平車場</p><p> 1. 運輸上山2. 軌道上山 3. 回風大巷 4. 平車場5. 區(qū)段回風平巷 6. 絞車房 </p><p> 圖5-2 采區(qū)中部車場</p><p> 1. 軌道上山2. 運輸上山 3. 區(qū)段運輸平巷 4.下區(qū)段軌道平巷 5. 甩車道 6. 回風斜巷 </p><
103、;p> 圖5-3 采區(qū)下部車場</p><p> 1. 運輸上山 2. 軌道上山 3. 采區(qū)煤倉 4. 軌道大巷 5. 材料車場 6. 人行道</p><p> 4.3.2采區(qū)主要硐室布置</p><p><b> 1)采區(qū)煤倉</b></p><p> 根據《煤礦設計指南》關于采區(qū)煤倉容量的計算,可以
104、按照工作面半小時的最大產量來確定。本采區(qū)采用大巷裝車式下部車場。采區(qū)煤倉采用垂直煤倉,斷面為圓形,大巷距煤層30m。</p><p> 煤倉用混凝土砌碹支護,壁厚300mm,其容量為</p><p> Q=Q0+LMBγC0 (4-6)</p><p> 式中:Q——煤倉容量,t;</p>
105、<p> Q0——防空倉漏風留煤量,取10t;</p><p> L——割煤機半小時運行距離,120m;</p><p> M——煤層厚度,5.8m;</p><p> B——進刀深度,0.8m;</p><p> γ——煤的容重,1.3t/m3;</p><p> C0——工作面的采出率,0.
106、8。</p><p> 即 Q=10+120×5.8×0.8×1.3×0.8=589.07(t)</p><p> 煤倉的斷面半徑:=3.1(m) (4-7)</p><p> 所以煤倉斷面直徑取7m,煤倉高度15m,容量750t。</p><p> 下口采用手
107、動閘門裝車方式,上口運輸采用自溜方式</p><p><b> 2)采區(qū)變電所</b></p><p> 采區(qū)變電所應設在采區(qū)用電負荷集中的地方,故放在兩條上山之間,高壓電氣設備與低壓設備應分別在一側布置,故硐室寬度取3.6m;高度根據行人的高度和吊掛電燈的高度確定,故硐室高度取3m,通道高度取2.5m。硐室斷面形狀為半圓拱,采用不可燃材料支護和錨噴支護。硐室與通
108、道相連處,設有向外的防火柵欄兩用門。硐室內的電纜進去防火門應該設電纜套管,管孔應該密封。</p><p> 硐室內不應該有滴水現象。</p><p><b> 3)絞車房</b></p><p> 絞車房布置在煤層底板巖層中,絞車房要有專門的回風平巷,其參數見表4-1</p><p> 表4-1 絞車房參數&l
109、t;/p><p><b> 5 采區(qū)通風設計</b></p><p> 5.1 采區(qū)通風設計</p><p> 5.1.1 采取通風設計的確定</p><p> 1. 采區(qū)通風系統的基本要求</p><p> ?。?)每一個采區(qū)都必須實行分區(qū)通風,即把井下各個水平、各個采區(qū)以及各個采煤工作面、
110、掘進工作面和其他用風地點的回風各自直接排入采區(qū)的回風巷或總回風巷的通風布置方式。</p><p> (2)準備采區(qū),必須在采區(qū)內構成通風系統后,方可開掘其他巷道。采煤工作面必須在采區(qū)構成完整的通風、排水系統后,方可回采。每個上、下山、盤曲或采區(qū)都必須配置至少一條專門的回風道。采區(qū)進、回風道必須貫穿整個采區(qū),嚴謹一段為進風巷,一段為回風巷。</p><p> (3)高瓦斯礦井、有煤與瓦斯
111、突出危險的礦井的每個采區(qū)和開采容易自燃煤層的采區(qū),必須設置至少一條專用回風巷;低瓦斯礦井開采煤層群和分層開采采用聯合布置的采區(qū),必須設置一條專用的回風巷。 </p><p> ?。?)采掘工作面應實行獨立通風,同一采區(qū)內、同一煤層上下相連的兩個采煤工作面、工作面總長度不超過400m,采煤工作面和與之相連接的掘進工作面,掘進工作面和與之相鄰的掘進工作面,布置獨立通風有困難時,都可采用串聯通風,但串聯通風的次數不得超
112、過一次。在地質構造極為復雜,或殘采地區(qū),采煤工作面確需串聯通風時,應采取安全措施。</p><p> (5)有煤與瓦斯突出危險的采煤工作面不得采用下行通風。</p><p> ?。?)采掘工作面和采煤工作面的進風和回風,都不得經過采空區(qū)和冒頂區(qū)。無煤柱開采沿空掘巷和沿空留巷應采取防止從巷道的兩幫和頂部向采空區(qū)漏風的措施。</p><p> ?。?)井下機電硐室必須
113、設在進風風流中。如果硐室深度不超過6m,入口寬度不小于1.5m時,可采取擴散通風。</p><p> ?。?)采空區(qū)必須及時封閉,從巷道通至采空區(qū)的風眼必須隨著采煤工作面的推進,逐個封閉通至采空區(qū)的聯通巷道。采區(qū)開采結束后45天內,必須在所有與已采區(qū)向連接的巷道中設置防火墻,全部封閉采區(qū)。</p><p> ?。?)傾斜運輸巷道不應設置風門,如果必須設置風門時,應安設自動封門或設專人管理,
114、并防止礦車與風門碰撞人員以及礦車碰撞風門的安全措施。</p><p> ?。?0)改變一個采區(qū)的通風系統時,應報礦總工程師批準,掘進巷道與其他巷道貫通時,在貫通相距15m時,地質測量部門必須向礦總工程師報告,并通知通風部門,通風部門事先必須做好調整風流的準備工作;貫通時,通風部門必須派干部在現場統一指揮;貫通后必須立即調整通風系統,防止瓦斯積聚,必須待系統調整后的風流穩(wěn)定,才可恢復工作。</p>&
115、lt;p> 2.確定礦井的通風系統</p><p> 按照進回風井在井田內的位置不同,通風系統可分為中央式,對角式,區(qū)域式,和混合式。根據本礦井的地質條件,礦井設計生產能力,煤層賦存條件,表土層厚度,井田面積,地溫,礦井瓦斯涌出量,煤層自然傾向性等條件,在確保礦井安全,兼顧中后期生產需要的前提下,通過對兩個可行性礦井通風系統的方案(中央分列式與兩翼對角式)進行經濟與技術比較以及根據本礦的實際情況,確定使
116、用中央分列式。</p><p><b> 中央分列式</b></p><p> 優(yōu)點:進風井均布置在中央工業(yè)廣場內,地面建筑和供電集中,建井期限短,便于貫通,初期投資少,出煤快,護井煤柱小。通風方式線路短,通風阻力小,井下漏風少。</p><p> 缺點:到深部開采時,仍使用邊界風井回風,要維持較長的回風巷道,另外,要為回風井建設必要的工
117、業(yè)設施,還要留設保護煤柱。</p><p> 適用條件:適用于煤層走向較長,埋藏不深,傾角不大的礦井。</p><p><b> 2)兩翼對角式</b></p><p> 優(yōu)點:通風線路長度變化小,礦井通風的風壓變動小,通風機工作穩(wěn)定,當礦井一翼通風機發(fā)生故障或井下發(fā)生災害時,另一翼風機還可以運轉。缺點:回風井和通風設備多,工業(yè)場地分散,
118、占地和保護煤柱損失較多,建井時主副井與回風井貫通的距離長,需要較長的施工時間。</p><p> 適用條件:適用于通風要求很嚴格,井田走向長度較長,井型較大,煤層埋藏較淺,瓦斯與自然發(fā)火嚴重的礦井。</p><p> 3.采煤工作面通風方法</p><p> 采煤工作面通風方法是指采煤工作面采用正壓、負壓或混合式通風?;诒镜V通風條件,采用抽出式。</p
119、><p> 根據礦井的開拓方式可知,采區(qū)有兩條上山(軌道上山和運輸上山)所以采區(qū)通風方式有兩種:一是軌道上山進風,運輸上山回風,另一種則相反。</p><p> 優(yōu)缺點比較:軌道上山進風,新鮮風流不受煤炭釋放的瓦斯煤塵污染及放熱的影響。軌道上山的絞車房易于通風,變電所在兩上山之間,其回風口設調節(jié)風窗,利于兩山之間風壓差通風。</p><p> 運輸上山進風,由于風
120、流方向與運煤方向相反,容易引起煤塵飛揚,煤炭在運輸過程中所釋放的瓦斯可使進風流的瓦斯和煤塵濃度增大,影響工作面的安全衛(wèi)生條件,輸送機設備所散發(fā)的熱量,使進風流的溫度升高。此外,須在軌道上山的下部車場內安設風門。運輸礦車來往運輸頻繁,需加強管理,防止風流短路。</p><p> 經過優(yōu)缺點的比較和本礦井的實際情況,采區(qū)采用軌道上山進風,運輸上山回風的通風方式。</p><p> 4.采煤
121、工作面通風方式</p><p> 一般長壁回采工作面進風巷與回風巷布置方式有U型、Y型和W型等。</p><p> 1)U型后退式具有采空區(qū)漏風小的特點,但在工作面上隅角附近易于積存瓦斯,當瓦斯涌出量不大時,采用導風板等設施可解決。當瓦斯涌出量大時,可采用抽放的方式解決,它的巷道布置簡單,工程量、維護費用低。</p><p> 2) Y型通風可解決回風流的瓦斯
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