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文檔簡(jiǎn)介
礦區(qū)概地理位置4.1km7.3km32.53km2。礦井北臨陳四樓井田,南接新橋井田,地理坐標(biāo)為:東經(jīng)116o17′30″~116o25′21″,北緯33o53′52″~95km55km1-1東省山江蘇省河碭商丘芒安南夏徐州薛順茴城郊淮北永城亳省徽宿渦省 城郊礦交通位置地貌+31~+34m之間,相對(duì)2~3m93m工業(yè)廣場(chǎng)標(biāo)高+32m水文m(1963,1~2m3/s。其上游永城市段常年關(guān)閘蓄水,致使下游斷流無(wú)水。氣象及34o附近,屬半干旱、半濕潤(rùn)季風(fēng)型氣候,蒸發(fā)量大于降雨量,干濕差降水量962.9mm,年最大降水量1518.6mm,年最小降水量556.2mm。大氣降水量多集中在7~8月份,可占全年降水量的50%以上,年蒸發(fā)量1808.9mm。永城地區(qū)受影響不大,烈度小于6度。礦井電源及水源礦區(qū)內(nèi)現(xiàn)有永城縣電廠裝機(jī)容量1.5萬(wàn)kW供本縣工農(nóng)業(yè)用電在建的永城縣140kV220kV變電站供給。社會(huì)概況井田地質(zhì)特地層(O2,(C2C3,二疊系(Kz中奧陶統(tǒng)490.42m中石灰統(tǒng)、本溪組4.54~11.42m8.21m上石灰統(tǒng)太原組135.7~159.2m145.82m下二疊統(tǒng)山西組2煤層為本井田的主要可采煤層。下二疊統(tǒng)下石盒子組由泥巖、砂質(zhì)泥巖、砂巖,鮞狀鋁土泥巖及煤層組成,厚度45.03~105.00m69.63m上二疊統(tǒng)上石盒子組747.59m上二疊統(tǒng)石干峰組第三系(N1(N2第四系(Qp全新統(tǒng)(Qh:厚度27.18~48.90m34.17m,以粘土、亞粘土為主,夾細(xì)砂及亞粘土。地質(zhì)構(gòu)造3°~11°5°。井田范圍內(nèi)有兩條斷層,分別為F1和F2,在井田邊界的東南角存在一個(gè)小的背斜。F120~35m,F(xiàn)2斷45~68m,兩條斷層中間的塊段被抬升。水文地質(zhì)44.29m的粘土隔水層,對(duì)礦床一般無(wú)充水影響。280m3/h476m3/h地溫煤層特煤層埋藏條件(P1s1~3個(gè)分層組成分層編號(hào)從下至上分別1232煤層平均厚度為5.1m,3.8%2煤層賦存于山西組的中部,層位穩(wěn)定,屬主要可采煤層。煤質(zhì)21.47t/m3二2煤層以亮煤、鏡煤為主,暗煤次之,絲炭少量。鏡煤呈薄層狀或小透鏡狀與亮煤77.3%~89.60%,84%~98%2%~16%;82%~93%;硫化物類(lèi)、碳酸鹽類(lèi)、氧化硅類(lèi)含22.977%2.648%。2煤層為無(wú)煙煤,首先可作為化工用煤,包括氣化用煤及發(fā)生爐煤氣用煤和化肥用煤層頂?shù)装宥?煤層直接頂,底板多為細(xì)中粒砂巖,厚層狀泥巖(厚度一般大于5m,局部為砂60MPa,巖石的完整性,穩(wěn)定性較好,頂板易瓦斯煤塵5.62m3/min0.59m3/t煤層自燃傾向性等級(jí)為Ⅲ類(lèi)屬不易自燃煤層無(wú)煤塵(煤塵性指數(shù)9.722煤層為低中灰、高發(fā)熱量、特低硫、特低磷的優(yōu)質(zhì)無(wú)井田境井田境界劃分原充分利用自然條件進(jìn)行劃分,如地質(zhì)構(gòu)造(斷層)井田境井田尺5°。礦井儲(chǔ)量計(jì)井田勘探礦井工業(yè)1)式中Zz——
ZzMF
M——F————煤容重,t/m3。(2)
Zz5.132.531.47/cos5ZgZ111bZ122bZ2m11Z2m22式中Zg——礦井工業(yè)資源/Z111b——探明的資源量中經(jīng)濟(jì)的基礎(chǔ)儲(chǔ)量;Z122b——Z2m11——探明的資源量中邊際經(jīng)濟(jì)的基礎(chǔ)儲(chǔ)量;Z2m22——控制的資源量中經(jīng)濟(jì)的基礎(chǔ)儲(chǔ)量;Z333k——推斷的資源量;
k——0.7~0.9k0.9;k0.70.9。Z111bZz60%70%102.82MtZ122bZz30%70%51.41MtZ2m11Zz60%30%44.07MtZ2m22Zz30%30%Z333kZz10%kZg102.8251.4144.0722.0322.03礦井煤柱20mZ邊LbM
式中Z——————24851mZ
根據(jù)《煤炭工業(yè)設(shè)計(jì)規(guī)范》不同井型與其對(duì)應(yīng)的工業(yè)廣場(chǎng)面積見(jiàn)表2-1。本礦井設(shè)計(jì)2.4Mt/a24400m×600m的732m93m32m副井、風(fēng)井,地表建筑物均布置在工業(yè)廣場(chǎng)內(nèi)。工業(yè)廣場(chǎng)按Ⅱ級(jí)保護(hù)留帶,寬度為15m2-2。2-1井型(占地面積指標(biāo)(公頃/10240120-45-9- 巖層移動(dòng)煤層厚度沖擊層厚度ψδγβ2-1ⅡⅡⅠⅡ 工業(yè)廣場(chǎng)保護(hù)煤由CAD量的梯形的面積是:S=1.46Z
式中Z——S——M————煤的容重,1.47——
Z1.465.11.47井田內(nèi)已查明的有F1、F2 斷層保護(hù)煤柱留設(shè)方斷層落差H≥505030m≤H≤5030H<30這兩條斷層的富水性較差,F(xiàn)120~35m30m,F(xiàn)2斷層落45~68m50m。則其煤柱損失為:Pf22.9125.11.4750m,所以需留保護(hù)煤柱:
100m×100m,同樣采用垂直剖面法計(jì)算東西風(fēng)井壓煤量總共為4.68Mt礦井可采式中Zs——礦井設(shè)計(jì)資源/
ZsZg
P1——斷層煤柱、防水煤柱、井田邊界煤柱、地面建筑煤柱等永久煤柱損失量之和ZkZsP2)CZsZ式中Zs——P2——工業(yè)場(chǎng)地和主要井巷煤柱損失量之
80%。則ZkZsP2)C234.910.998.464.68)0.8上下山的儲(chǔ)量計(jì)2-4。 上下山儲(chǔ)工業(yè)儲(chǔ)量設(shè)計(jì)儲(chǔ)量礦井工作制330天計(jì)算,四六制作業(yè)(檢修16礦井設(shè)計(jì)生產(chǎn)能力及服務(wù)確定依據(jù)2.2.1條規(guī)定:礦井設(shè)計(jì)生產(chǎn)能力應(yīng)根據(jù)資源條件、開(kāi)礦井設(shè)計(jì)生產(chǎn)能5°裝備先進(jìn),煤質(zhì)為優(yōu)質(zhì)無(wú)煙煤,交通便,市場(chǎng)需求量大,經(jīng)濟(jì)效益好,宜建大型2.4t/。礦井服務(wù)年限ZkATTZk/(AK)
式中T——Zk——A——礦井的設(shè)計(jì)生產(chǎn)能力,MtK——1.3T168.62/(2.41.3)井型校核5.1m,為厚煤層,賦存穩(wěn)定,厚度變化不大,為近水平煤層,布2.2.5條規(guī)定:礦井的設(shè)計(jì)生產(chǎn)能力與服務(wù)年限相3-1。 600————25°2.4Mt/a54.04a,由本設(shè)計(jì)第四章井田開(kāi)拓可知,礦井是單水平上下山開(kāi)采,水平在-715m,上山的服
97.80/(2.41.3)井田開(kāi)拓的基本問(wèn)、、確定礦井開(kāi)采程序,做好開(kāi)采水平的合理確定礦井通風(fēng)、及供電系統(tǒng)1)執(zhí)行國(guó)家有關(guān)煤炭工業(yè)的技術(shù)政策,為早出煤、出好煤高產(chǎn)高效創(chuàng)造條件。加快礦井建設(shè)。主采煤層為近水平煤層(5°;93m32m400m2.4Mt/a井筒形式的確定4-1。 井筒形式比23井巷工程量少,省去排水設(shè)備,大大減少了排4施工條件好,掘進(jìn)速度快,加快建井工期。51井筒施工工藝、設(shè)備與工序比較簡(jiǎn)單,掘進(jìn)速2地面工業(yè)建筑、井筒裝備、井底車(chē)場(chǎng)簡(jiǎn)單、延3主提升膠帶化有相當(dāng)大提升能力。能滿(mǎn)足特大4123斜井井筒通過(guò)富1不受煤層傾角、厚度、深度、瓦斯和水文地質(zhì)等自然條件限制。2井筒短,提升速度快,對(duì)輔助提升特別有利。3當(dāng)表土層為富含水層的沖積層或流沙層時(shí),井筒容易施工。4井筒通風(fēng)斷面1井筒施工技術(shù)復(fù)2井筒位置的確定輸費(fèi)用,節(jié)省投資;要有利于礦井的迅速達(dá)產(chǎn)和正常。因此,井筒位置的確定原則沿井田的有利位,,附近有河流或水庫(kù)時(shí)要考慮避免一旦決堤的及防洪措施工業(yè)場(chǎng)地的位置2-1地面積為24公頃,形狀為矩形,取400m×600m,長(zhǎng)邊沿井田開(kāi)采水平的確定225°,煤層埋藏最深處達(dá)-840m,最淺處為-400m440m。由于本礦井瓦斯小,水文采區(qū)的劃分 井田開(kāi)拓方案
方案1立井單水平上下山(-715m水平巖層
方案2立井單水平上下山(-700m水平煤層
方案3立井兩水平
方案4立井兩水平立
井田開(kāi)拓方案礦井開(kāi)拓方案比較1:立井單水平上下山(-715m水平巖層大巷;、2:立井單水平上下山(-700m水平煤層大巷;、主、副、為立井,工廣在-700m煤層之上,大巷布置在-700m水平,部分為煤3-680m-680m,部分為煤層大巷,部分為巖層大巷,第二水平標(biāo)高在-840m水平,巖層大巷。4m,部分為煤層大巷,部分為巖層大巷,第二水平標(biāo)高在-840m水平,巖層大巷。125能會(huì)造成同時(shí)工作面連續(xù)推進(jìn)距離也比較長(zhǎng)方案1和方案2的區(qū)別在于方案1大巷布置在715m2大巷布置在700m水平,部分為煤層大巷,1但是煤層大巷較難;方案2布置巖層大巷,貫通煤層的巷道工程量大,但是比煤巷。方案3和方案4第一水平有部分大巷布置在煤層里(煤層和煤層頂?shù)装逵捕容^大,維124-2 方案1和方案2的粗略比2×8376×8000×10-2×6453×6400×10-2×1923×8000×10-費(fèi)1.2×2×8376×54.04×80×10-1.2×6453×54.04×350×10-1.2×1923×54.04×80×10-總費(fèi)用元數(shù)344-3 方案3和方案4的粗略比方案方案2075×10500×10-2×160×30000×10-2075×11500×10-2×2072×8000×10-(300+500)×9000×10-1000×9000×10-64-24-31243。24有差別的建井工程量、生產(chǎn)經(jīng)營(yíng)工程量、基建費(fèi)、生產(chǎn)經(jīng)營(yíng)費(fèi)分別4-4~4-74-8。 建井工程方案方案主井井筒副井井筒風(fēng)井井筒井底車(chē)場(chǎng)煤層大巷0巖層大巷0主井井筒0副井井筒0風(fēng)井井筒煤層大巷0巖層大巷 井底車(chē)場(chǎng)0石門(mén)0 基建費(fèi)用項(xiàng)方案方案工程量m-工程量m-00000000000000 生產(chǎn)經(jīng)營(yíng)工程方案4-7 方案848.380元350元108.6萬(wàn)80元總 費(fèi)用匯總百分率百分率主、副井布置在巖層中,費(fèi)用較低,故未對(duì)比其費(fèi)用的差別4)1442高46.8%,且其總費(fèi)用也要比方案1高16.4%。煤層為近水平,且涌水量小,所以下山開(kāi)采的劣勢(shì)不是很明顯。綜合經(jīng)濟(jì)、技術(shù)和安全面的考慮,方案1是最優(yōu)方案。水平尺寸235m2278125m2025m礦井基本巷井筒5個(gè)井筒,分別為主井、副井、3承壓性能好,通風(fēng)阻力小,費(fèi)用少及便于施工的特點(diǎn),因此,主、副立井及3個(gè)風(fēng)井6.5m33.18m2,井筒內(nèi)裝備兩16t的箕斗。井壁采用混凝土砌壁支護(hù)方式,表土段采用凍結(jié)法施工。此外,還布置有4-9。 主井井筒斷 主井井筒特征 2.416t6.5 77733.184505044.1844.18副井井筒采用立井形式,圓形斷面,凈直徑7.2m,凈斷面積40.71m2,井筒內(nèi)裝備一4-4所示,主要參數(shù)4-10。4- 2.41t礦車(chē)雙層四車(chē)窄罐籠1t礦車(chē)雙層四車(chē)寬罐籠帶平7.2 74240.71500120066.4778.54414-5所示。井筒中心井筒中心井線(xiàn) 風(fēng)井井筒特征2.426.42526.4274735050mm19.63開(kāi)拓巷道噴射厚度100mm。各主要開(kāi)拓巷道的斷面尺寸,均按設(shè)備的外形尺寸以及《煤礦安(2006年版)1920條有關(guān)安全間隙的要求而確定,并按通風(fēng)要求驗(yàn)算1)大以便于膠帶輸送機(jī)的的維修,不設(shè)人行道。大巷的斷面和特征表如圖4-6所示,B1bd1d2d3式中B1——大巷寬度b——輸送機(jī)邊緣至巷道壁的最小距離,主要巷道取800d1——膠帶輸送機(jī)寬度,d1=1400+120=1520mm;d2——直流架線(xiàn)式電機(jī)車(chē)的寬度,d2=1060mm;d3——直流架線(xiàn)式電機(jī)車(chē)與皮帶機(jī)間距,d3=310mm;c——910mm。
斷錨桿煤凈掘?qū)捀咝问骄嘀睆綐?shù)脂(根材 量(個(gè)煤 大巷斷面設(shè)2)B2abd1d2
式中B2——軌道大巷寬度,mm;a——1300mm;b——車(chē)輛邊緣至巷道壁的最小距離,主要巷道一般取580mm,采區(qū)巷 一般取300~500mm,本斷面取610mm;d1、d2——直流架線(xiàn)式電機(jī)車(chē)的寬度,d1=d2=1060c——直流架線(xiàn)式電機(jī)車(chē)的間距,630mmB2
軌道大巷的斷面和特征表如圖4-7斷錨桿凈掘?qū)捀咝问骄嘀睆綐?shù)脂(根材 量(個(gè) 軌道大巷斷面設(shè)井底車(chē)場(chǎng)及硐室礦井為立井開(kāi)拓,煤炭 根據(jù)《煤炭工業(yè)設(shè)計(jì)規(guī)范》4.2.1要求大巷采用固定式礦車(chē)時(shí),宜采用環(huán)形車(chē)場(chǎng)4-8所示。圖- 井底車(chē)場(chǎng)平面大型礦井的副井空重車(chē)線(xiàn)的長(zhǎng)度應(yīng)為1.0~1.5列車(chē)長(zhǎng)輔助采用MG1.1-6A型1.0t固定箱式礦車(chē),其尺寸為2000×880×1150。電機(jī)車(chē)選用ZK10-6/550直流架線(xiàn)式4500×1060×155015節(jié)車(chē)廂。一列車(chē)的長(zhǎng)度L=4500+2000×15=34500mm=34.5m副井空重車(chē)線(xiàn)的長(zhǎng)度應(yīng)≥34.5×1.5=51.75m所選車(chē)場(chǎng)的副井空車(chē)線(xiàn)的長(zhǎng)度L1=260m51.75m=240m51.75m,符合要求。15%~25%來(lái)計(jì)算,由采礦工程設(shè)計(jì)手冊(cè)0.20tt8m30m1508t,能夠滿(mǎn)足礦井生產(chǎn)需要。、、50m280m3/h476m3/h0Q47680QS
Q——S——水倉(cāng)有效斷面積,8.15L——水倉(cāng)長(zhǎng)度,682mQ8.15682由上面計(jì)算得知:QQ0煤層地質(zhì)特帶區(qū)位置帶區(qū)煤層特征21.47t/m3。本煤層瓦斯涌出量較小,煤塵有性,無(wú)自然發(fā)火傾向煤層頂?shù)装鍘r層構(gòu)造情況二2煤層直接頂,底板多為細(xì)中粒砂巖,厚層狀泥巖(厚度一般大于5m,局部為砂60MPa,巖石的完整性,穩(wěn)定性較好,頂板易水文地質(zhì)20m的邊界煤44.29m的粘土隔水280m3/h476m3/h地質(zhì)構(gòu)造首采帶區(qū)煤層底板的起伏波動(dòng)很小煤層傾角3o~6o東一帶區(qū)以F1斷層為邊界帶區(qū)內(nèi)無(wú)斷層,無(wú)陷落柱,地質(zhì)構(gòu)造簡(jiǎn)單。地表情況帶區(qū)巷道布置及生產(chǎn)系帶區(qū)準(zhǔn)備方式的確定1)巷道布置簡(jiǎn)單,巷道掘進(jìn)和費(fèi)用低、投產(chǎn)快2)系統(tǒng)簡(jiǎn)單,占用設(shè)備少,費(fèi)用少長(zhǎng)距離的傾斜巷道,使掘進(jìn)及輔助、行人比較帶區(qū)巷道布置2200m2278m10200m10m215m。22105工作面,然后依次采下一個(gè)不相鄰的分帶,分帶煤柱不回收?!?2107→221094)帶區(qū)內(nèi)各工作面采用U型后退式通風(fēng),系統(tǒng)簡(jiǎn)單,漏風(fēng)少。東翼帶區(qū)生產(chǎn)時(shí),新帶區(qū)內(nèi)各分帶的運(yùn)煤斜巷鋪設(shè)B=1400mm的膠帶輸送機(jī),煤炭到大巷膠機(jī),輔 采用固定箱式礦 5-1 帶區(qū)巷道布置帶區(qū)生產(chǎn)系統(tǒng)22105工作面→分帶運(yùn)煤斜巷→帶區(qū)煤倉(cāng)→大巷→井底煤倉(cāng)→主→輔助系地面→副井罐籠→井底車(chē)場(chǎng)→軌道大巷→材料車(chē)場(chǎng)→分帶運(yùn)料斜巷→→→→→22105→22105分帶運(yùn)煤斜巷→大巷→風(fēng)井和軌道大巷在巖層中掘進(jìn)時(shí)及貫通煤層時(shí)產(chǎn)生的少量矸石用礦車(chē),通過(guò)軌道地面變電站→副井→變電所→軌道大巷→分帶運(yùn)料斜巷→移動(dòng)變電站→工作面設(shè)置兩臺(tái)125D-60×3型水泵一臺(tái)使用一臺(tái)備用在井底水泵房設(shè)置兩臺(tái)D450-60×9工作面→分帶運(yùn)料斜巷→軌道大巷→井底水倉(cāng)→副井→帶區(qū)內(nèi)巷道掘進(jìn)方法掘進(jìn)頭采用局部通風(fēng)機(jī)通風(fēng),每個(gè)掘進(jìn)工作面配備一臺(tái)BKJ66-11NO4.5型局部通風(fēng)帶區(qū)生產(chǎn)能力及采出率200m5.1m0.8m65m330d0A330HLanC0
式中A0——H——采煤機(jī)割煤高度,5——煤層容重,1.47t/m3;L——工作面長(zhǎng)度,200m;a——采煤機(jī)截深,0.8m;n——工作面晝夜進(jìn)刀次數(shù),6C——0.95。5-1得:0 33051.472000.860.951060式中A——
AK1K2
K1——工作面不均衡系數(shù),帶區(qū)內(nèi)同采的只有一個(gè)工作面,取K2——帶區(qū)內(nèi)掘進(jìn)出煤系數(shù),取5-2得:2.4Mt/a2.43Mt/a,完全能夠滿(mǎn)足礦井的產(chǎn)量要求。5-3帶區(qū)采出率帶區(qū)實(shí)際采取煤量帶區(qū)工業(yè)儲(chǔ)量帶區(qū)內(nèi)工業(yè)儲(chǔ)量為:34.78帶區(qū)內(nèi)實(shí)際采出煤量為:28.96Mt;5-3得:
k28.96/34.78根據(jù)《煤炭工業(yè)設(shè)計(jì)規(guī)范》規(guī)定:采(帶)0.75,中厚煤層帶區(qū)車(chē)場(chǎng)選型設(shè)確定帶區(qū)車(chē)場(chǎng)形式151573468 帶區(qū)材料車(chē)場(chǎng)示意帶區(qū)主要硐室布置1)300mm,其容量為:式中Q——
QQ0
Q0——10m(M——B——進(jìn)刀深度,0.8——C0——QQQ
12050.955m25m721t。采煤工藝方帶區(qū)煤層特征及地質(zhì)條件首采帶區(qū)煤層為二2煤層,煤層平均厚度為5.1m,煤層傾角3o~8o,平均為5o,為近1.47t/m3。首采帶區(qū)內(nèi)煤層底板起伏不大,以F1斷層為邊界,帶區(qū)內(nèi)無(wú)斷層,無(wú)陷落柱,地質(zhì)構(gòu)造簡(jiǎn)單。m,局部為砂二2煤層屬低瓦斯礦井,無(wú)煤塵,不易自燃煤層。280m3/h476m3/h。確定采煤工藝方式生產(chǎn)安全:合理布置巷道,建立妥善的通風(fēng)、、行人以及防火、防塵、防瓦斯、防水和處理各種事故的系統(tǒng)和措施。正確確定和安排采煤工藝過(guò)程,切實(shí)防止,種事故發(fā)生;2.0~3.5m,回采工作面煤壁增壓小,煤壁穩(wěn)定,生產(chǎn)環(huán)節(jié)良好;工作面93%~97%以上。3放頂煤工藝回采率低,再加上礦井平均煤厚為5.1m,賦存穩(wěn)定,因此選擇一次采全高回回采工作面參數(shù)5.1m5m,頂部留煤皮。5m采煤工作面設(shè)備選型 工作面配套設(shè)備2.4Mt330d/a,按每天三班生產(chǎn)一班檢修計(jì)算,則采煤工作面生產(chǎn)能力約為7272.7t/d,工作面采煤機(jī)開(kāi)機(jī)率按60%,采煤機(jī)功率按開(kāi)0.5~0.7kW·h/t,則:
N673.4(0.5~0.7)336.7~471.38
MG750/1915-WD電牽引采煤機(jī),詳細(xì)技6-2。;形尺寸和牽引方式與采煤機(jī)相匹 機(jī)長(zhǎng)度與工作面長(zhǎng)度相一致采煤機(jī)生產(chǎn)能力為;Q60vMB式中Q——采煤機(jī)小時(shí)割煤量,t/h;v——4m/min;M——采煤厚度,5m;B——0.8——煤的體積質(zhì)量,1.47
Q60450.81.470.91270t/2000t/h 采煤機(jī)技術(shù)特征項(xiàng)單數(shù)型采m截mm22m量m 刮板輸送機(jī)技術(shù)特征項(xiàng)單數(shù)型mV 雙向割煤與單向割煤的優(yōu)缺點(diǎn)比優(yōu)缺齊,出現(xiàn)漏頂時(shí)前支架,,0.8m5m(機(jī)尾0.8m(機(jī)尾(機(jī)尾(機(jī)尾向機(jī)尾(機(jī)頭)割煤,開(kāi)始下一個(gè)循環(huán)的割煤,割過(guò)煤后及時(shí)拉架、頂機(jī)頭(機(jī)尾、移35m6-1所示。 2
A-A-AAAA2A- A2
A-A-A2A2AA- 割三角煤端部斜切進(jìn)刀方式示意采煤工作面支護(hù)方式選用ZY8640/25.5/55型二柱支撐掩護(hù)支架及其相配套的端頭支架。工作面機(jī)頭、機(jī)尾分別61151216-5。 支架主要技術(shù)特 mmmtHmaxhmax式中Hmax——S1偽頂或浮煤冒落厚度,S1=0.2~0.3m
Hmax5.550.3
HminhminS2a
式中Hmin——hmin——煤層最小采高S2——頂板最大下沉量,取200a——50b——50mmHmin2.5550.20.050.05估計(jì)法,估算法認(rèn)為支架的合理工作阻力F應(yīng)能承受控頂區(qū)內(nèi)以及懸頂部分的全部直接頂8倍進(jìn)行計(jì)算,上覆巖層所需的支護(hù)強(qiáng)度按下式計(jì)算:F8HRg 式中F——H——工作面最大采高,5.3R——上覆巖層密度,2400kg/m3;g——重力系數(shù),9.8N/kgS——支架的支護(hù)面積,8.1
,8640kN8倍采高驗(yàn)算所需的工作阻力,所以該支架能夠滿(mǎn)足支護(hù)要求。工作面供液由EHP-3K200/53型液泵提供液泵壓力為31.5MPa。,架;推溜采向成組推溜,每組設(shè)置為12架,最大水平彎曲1o~2o,垂直彎曲不超過(guò)3o25m0.8m,嚴(yán)禁從兩頭向中間推溜,以免造成溜子中間鼓起搭橋。拉架滯后底滾筒3~5架,如果頂板壓力過(guò)大或有冒頂時(shí),應(yīng)及時(shí)追機(jī)移架(3~5架端頭支護(hù)及超前支護(hù)方式6-6mmmt工作面采用DZ35-20/110Q型單體支柱加鉸接頂梁進(jìn)行超前支護(hù)。單體支柱6-7。 參有無(wú)單20m800mm20m800mm3m,木垛必須用柱帽、木楔背緊。800mm的戴帽點(diǎn)柱(用單體柱10#鐵絲捆緊,以防柱倒傷人。1.8m0.7m2m處,50m70m以外。各工藝過(guò)程注意事項(xiàng)mm循環(huán)頂?shù)装迮c上一個(gè)循環(huán)頂?shù)装邋e(cuò)差過(guò)±50mm。機(jī)頭、機(jī)尾各10m要平緩過(guò)渡,移架質(zhì)量標(biāo)準(zhǔn):支架拉過(guò)后必須成一直線(xiàn),其偏差不得超過(guò)±50mm。架間距要均勻,中心距偏差不超過(guò)±100mm。支架頂梁與頂板平行支設(shè),最大仰俯角<7°,相鄰支架間不能有明顯錯(cuò)差(2/3200mm。0.8m,以確保截深及產(chǎn)量和工程質(zhì)量。推移工作面刮板輸送機(jī)時(shí),必須距采煤機(jī)底滾筒大于15m進(jìn)行,不得出現(xiàn)急彎、除進(jìn)刀所需外其它地段出現(xiàn)彎曲。若推移刮板輸50m,清煤人員必須面向機(jī)尾注意刮板輸送機(jī)、頂板、煤幫情況,以防發(fā)生意外。3臺(tái)端頭支架,其滯后普通支架一個(gè)循環(huán),又因端頭至超前支20m段是壓力集中區(qū),特制訂以下管理措施。柱。架棚時(shí)必須四人以上操作,兩人將板梁抬起至一個(gè)梁頭高度,抬板梁時(shí)必須手拖在各點(diǎn)落煤處加設(shè)緩沖裝置4m/min150~200mm機(jī)組要掌握好采高,嚴(yán)禁割底割頂各級(jí)機(jī)嚴(yán)格把關(guān),雜物(板皮、木料)進(jìn)入運(yùn)煤系統(tǒng)頂板及礦壓觀測(cè)措作面所有支架拉過(guò)后必須升緊達(dá)到初撐力;區(qū)段巷道超前工作面40m加強(qiáng),對(duì)于失回采工作面正規(guī)循環(huán)作業(yè)0.8m(一個(gè)班檢修,三個(gè)班生產(chǎn),均執(zhí)行現(xiàn)場(chǎng)交制,每班有效工時(shí)為八個(gè)小時(shí)循環(huán)方式為生產(chǎn)班每班進(jìn)2個(gè)循環(huán),日進(jìn)6個(gè)循環(huán)。24小時(shí)正規(guī)循環(huán)作業(yè)圖表,見(jiàn)采 工作面勞動(dòng)組織332322228111機(jī)2225端頭333441116-2、6-3、6-4Q1L1SM1Q2L2SM2
式中Q1
——5m——Q——L1——5m采高段傾斜長(zhǎng)度,180L2——工作面過(guò)渡段傾斜長(zhǎng)度,10S——循環(huán)進(jìn)度,0.8M1——工作面中段采高,5M2——4——煤的容重,1.47C——工作面可采范圍內(nèi)回采率,95%
Q2200.841.470.95日產(chǎn)量Q日循環(huán)數(shù) 工作面主要技術(shù)經(jīng)濟(jì)指1m2m534m5t6個(gè)67t89m3/%元回采巷道布回采巷道布置方式2.4t/U輔助兼進(jìn)風(fēng)。采用連續(xù)采煤機(jī)割煤,錨桿機(jī)進(jìn)行支護(hù)的機(jī)械化掘進(jìn)方式。回采巷道支護(hù)參數(shù)1)15m2。20mm2.4m,桿尾螺紋為M22,規(guī)格型號(hào)Ф20—M22—2400。為Z2360(后放28mm1300mm。鋼筋托梁規(guī)格:采用Ф16mm100mm4.8m,規(guī)格型號(hào)為Ф16—4800—100—6。150×150×8mm30o網(wǎng)片規(guī)格:采用鐵絲編織的菱形金屬網(wǎng)護(hù)頂,規(guī)格型號(hào)斜巷采用50×50mm5.2×1.1m,輔助斜巷采用50×50mm、5.2×1.1m0.8m100mmK2335(先放Z2360(后放22m,間3m。錨桿形式和規(guī)格:斜巷煤柱側(cè)為Ф18mm2m,桿尾螺紋為M20,規(guī)格型號(hào)為Ф18—M20—2000;工作面一側(cè)煤幫為Ф18mm2m,桿尾螺紋為M16,規(guī)格型號(hào)為Ф18—M16—2000。錨固方式:樹(shù)脂端部錨固,采用一支錨固劑,規(guī)格為Z2360690mm托盤(pán):采用拱形高強(qiáng)度托盤(pán),規(guī)格為120×120×6mm200×300×50mm30mm10o,其余的與巷道垂直。網(wǎng)片規(guī)格:斜巷兩側(cè)掛鐵絲編織金屬網(wǎng)護(hù)幫,規(guī)格型號(hào):50×50mm、3.7×1.1m。200mm200mm3m,嚴(yán)禁空班支護(hù)。如出現(xiàn)幫破碎,幫錨桿必須跟緊頂支護(hù)。分帶運(yùn)煤6-2、6-3所示。Ф16-7300錨Ф20-M22-2400錨Ф18-M16-2000錨 Ф18-M20-2000錨 分帶斜巷斷面Ф16-7300Ф20-M22-2400Ф18-M16-2000錨 Ф18-M20-2000錨 分帶運(yùn)料斜巷斷面概井下原始數(shù)2.4Mt/a18h330d1115m運(yùn)距為2229m;從大巷到井底煤倉(cāng)平均運(yùn)距為1568m,最大運(yùn)距3787m;主井提782m6565.14t,掘進(jìn)工作面日產(chǎn)量656.5t,運(yùn)煤系統(tǒng)各環(huán)節(jié)能力要大于工作面的生產(chǎn)能力。井下系統(tǒng)煤炭系帶區(qū)工作面系統(tǒng)工作面→分帶運(yùn)煤斜巷→帶區(qū)煤倉(cāng)→大巷→井底煤倉(cāng)→主井→面掘進(jìn)工作面煤炭系統(tǒng)掘進(jìn)工作面→分帶運(yùn)煤斜巷/分帶運(yùn)料斜巷→大巷→井底煤倉(cāng)→主→輔助系工作面輔助系統(tǒng)副井→井底車(chē)場(chǎng)→軌道大巷→帶區(qū)材料車(chē)場(chǎng)→分帶運(yùn)料斜巷→掘進(jìn)工作面輔助系統(tǒng)副井→井底車(chē)場(chǎng)→軌道大巷→帶區(qū)材料車(chē)場(chǎng)→煤炭方式和設(shè)備的選煤炭方式的選選擇礦井方式和設(shè)備應(yīng)符合以下原則配合,以及局部與總體的統(tǒng)一;系統(tǒng)盡量簡(jiǎn)化,注意盡量減少的次數(shù)必須在決定主要的同時(shí)統(tǒng)一考慮輔助是否合理經(jīng)濟(jì)2.4Mt/a,屬于大型礦井,高產(chǎn)高效,集中生產(chǎn)。為保證煤流的連帶區(qū)煤炭設(shè)備選型及驗(yàn)1)7-17-27-5。 工作面設(shè)備配套選型機(jī)DX7-2項(xiàng)單數(shù)型mVm表7-3機(jī)技術(shù)特征mV長(zhǎng)寬高 破碎機(jī)技術(shù)特征tV 分帶運(yùn)煤斜巷膠帶輸送機(jī)技術(shù)特征DXV2)能力驗(yàn)的生產(chǎn)能力為2200t/h,破碎機(jī)通過(guò)能力為3500t/h,分帶運(yùn)煤斜巷膠帶輸送機(jī)能力t/h大巷設(shè)備選擇DX7-6 大巷帶式輸送機(jī)主要技術(shù)參數(shù)ST25004CST3800(防爆 3輔助方式和設(shè)備選輔助方式選減少輔助環(huán)節(jié)及次數(shù)減少輔助人員,提高效率輔助設(shè)備選,礦車(chē)選用MG1.1-6A1.0tZK10-6/250-4型直流架線(xiàn)式電機(jī)車(chē)每列車(chē)15節(jié)車(chē)箱輔助采用MPC15-6型平板車(chē)MC1-6A型材料車(chē)和PRC-12 1.0噸固定箱式礦車(chē)具體參項(xiàng)單型容t軌軸質(zhì) 單型t軌N速最牽引型ZQ—V臺(tái)2 MP1-6型平板車(chē)具體參項(xiàng)單型tt軌軸質(zhì) JW1600/80無(wú)極繩絞車(chē)主要技術(shù)特征V MC1-6A型材料車(chē)具體參項(xiàng)單型tt軌軸質(zhì) PRC-12型平巷人車(chē)具體參項(xiàng)單型人度軌軸質(zhì)3礦井提升概2.4Mt/a54.04a16h330d礦井開(kāi)拓方式為立井單水平上下山開(kāi)拓,水平標(biāo)高為-715m6.5m,凈斷主副井提主井提升2.4Mt/a,屬大型礦井,煤炭由主井箕斗提升至地面,主井長(zhǎng)度2.5/6(Ⅱ8-18-28-3。 項(xiàng)單參型tmt 項(xiàng)單參型號(hào)mm3m數(shù)量條4間距m 主井提升鋼絲繩技術(shù)特征項(xiàng)單參型中大小NN—設(shè)有一個(gè)井底煤倉(cāng),總?cè)萘繛?508t。煤倉(cāng)下裝有兩臺(tái)KS-18/15型防爆往復(fù)式定量倉(cāng)短提升循環(huán)時(shí)間,安全可靠等優(yōu)點(diǎn)。在主井井塔內(nèi)卸載位置對(duì)應(yīng)2個(gè)箕斗分別安裝有2套16t,設(shè)有煤位及煤流訊號(hào)裝置,受煤倉(cāng)下安裝有兩臺(tái)電動(dòng)給煤機(jī)。、、HHSHZHX
式中H——HZ——裝載高度,30m;HX——卸載高度,20m。
HVmH
式中Vm——
TxVm/aH/Vm
式中TX——一次提升循環(huán)估算時(shí)間,s;a——0.8m/s2;
式中Ns——小時(shí)提升次數(shù)。
AsAncc/(BnTv
式中As——An——設(shè)計(jì)年產(chǎn)量,240萬(wàn)cr——Bn——年工作日,330Tv——日提升時(shí)間,16h
QAs/(2Ns
As——小時(shí)提升量,t;Q——一次合理提升量,t;Ns2——8-416t 提升參副井提升757mGDG1/6/2/4K8-6。JKM-2.5/6(Ⅱ)多繩摩擦式提升機(jī),其技術(shù)特8-2。8-3。 項(xiàng)單參型型—車(chē)輛4人t 項(xiàng)單參型型—車(chē)輛4人t26045125礦井通風(fēng)系統(tǒng)的確礦井通風(fēng)系統(tǒng)的基本要求可以獨(dú)立通風(fēng)的礦井,采(帶)礦井通風(fēng)方式的選擇9-1。井田地處平原,埋藏深度大,且東西較長(zhǎng)(平均6.3km,井型較大。通過(guò)對(duì)表 通風(fēng)方式比km礦井通風(fēng)方法的選擇39-2。9-2帶區(qū)通風(fēng)系統(tǒng)的要求能夠有效地控制采區(qū)內(nèi)方向、風(fēng)量大小和風(fēng)質(zhì)1工作面回中瓦斯?jié)舛炔坏贸^(guò)必須保證通風(fēng)設(shè)施(風(fēng)門(mén)、風(fēng)橋、風(fēng)筒)要保證風(fēng)量按需分配,盡量使通風(fēng)阻力小暢通機(jī)電硐室必須在進(jìn)中回采工作面進(jìn)回風(fēng)巷道的布置下行風(fēng)設(shè)備在回風(fēng)巷運(yùn)轉(zhuǎn)安全性差 工作面通風(fēng)方式的確定巷的數(shù)量和位置,可分為U型、Y型、W型、Z型等通風(fēng)方式,其中U 采煤工作面通風(fēng)系統(tǒng)分U一進(jìn)一回,在我國(guó)使用比較普遍,其優(yōu)點(diǎn)是結(jié)構(gòu)簡(jiǎn)單,巷道維修量小,工作面漏風(fēng)小定于管理但上隅瓦斯易超限工作面進(jìn)回風(fēng)巷提前掘。此種通風(fēng)方式對(duì)了解煤層賦存狀況,掌握甲烷、火的發(fā)生、發(fā)展規(guī)律,較為有利。YEWZ采用U型后退式通風(fēng)方式。礦井風(fēng)量計(jì)礦井風(fēng)量計(jì)算方法概述Q
式中Q——礦井總供風(fēng)量,m3/min;NQ42601.251300m3/Q(QaQbQcQdQe)式中Qa——Qb——Qc——Qd——
Qe——Kt——礦井通風(fēng)系數(shù),包括礦井內(nèi)部漏風(fēng)和配風(fēng)不均勻等因素,一般抽出式礦取1.15~1.21.25~1.3。回采工作面風(fēng)量計(jì)算《煤礦安全規(guī)程(2006年版)規(guī)定:采區(qū)回風(fēng)道、采掘工作面回風(fēng)道中瓦斯和二氧化碳濃度不得超過(guò)1%,采掘工作面的溫度不得超過(guò)26°C。回采工作面需風(fēng)量應(yīng)按瓦50%。 Qa100QCH 式中Qa——4QCH——34
4aKCH——采煤工作面因瓦斯涌出量不均勻的備用風(fēng)量系數(shù),即該工作面瓦斯絕對(duì)涌出量的最大值與平均值之比。通常,機(jī)采工作面可取1.2~1.6;采工作面可取1.4~2.0;水采工作面可取2.0~3.0。生產(chǎn)礦井可根據(jù)各個(gè)工作面正常生產(chǎn)條件時(shí),進(jìn)行至少五晝夜4a
Q10031.3390m3/
式中Qa——Va——1.818m2aQ601.8181944m3/a 采煤工作面空氣溫度與風(fēng)速對(duì)應(yīng)采煤工作面空氣溫度C
Qa4
式中Qa——N——第i個(gè)采煤工作面同時(shí)工作的最多人數(shù),人。N=45,可得:aQ445180m3/a1944m3/min。4m/s的要求進(jìn)行驗(yàn)算。Qa0.2560式中Qa——Sa——18m2
aa
Q0.256018270m3/Qa460式中Qa——Sa——18m2
aa
Qa=1944m3/min備用工作面需風(fēng)量的計(jì)算50%。Qd
972m3/掘進(jìn)工作面風(fēng)量計(jì)算根據(jù)《礦井安全規(guī)程(2006年版)規(guī)定,按工作面回風(fēng)中瓦斯的濃度不得超1%式中Qbi——第iqbi——0.8Kbi——Kbi=1.5~2
1000.81.5120m3/Qbi4式中Qbi——Ni——第i50
200m3/
QbiQbsIiQbiQbsIi
Qbs——Ii——S——安設(shè)局部通風(fēng)機(jī)的巷道斷面,m2局部通風(fēng)機(jī)型號(hào)為BKJ66-11.N04.5170~300m3/min200m3/min,安設(shè)15m21臺(tái)。Q
2001915335m3/20011515425m3/煤巷:由以上幾種方法計(jì)算的掘進(jìn)工作面所需風(fēng)量最大值為:巖巷335m3/min;煤巷425600.25SbiQbi604式中Sbi——15m2。由風(fēng)速驗(yàn)算可知,335m3/min(巖巷)425m3/min(煤巷)335m3/min425m3/min硐室需要風(fēng)量的計(jì)算(2006年版)相關(guān)規(guī)定取值
100m3/80m3/
Qd3Qd4Qd5
100m3/100m3/80m3/
80m3/Qc10080100其他巷道所需風(fēng)量5%,即Qe(QaQb礦井總風(fēng)量計(jì)算1)通風(fēng)容易時(shí)期和時(shí)期的確 通 時(shí)期礦井總風(fēng)量為 所以礦井總風(fēng)量通風(fēng)容易時(shí)期為4064.33m3/min,通風(fēng)時(shí)期為5670.88m3/min風(fēng)量分配(2006年版)的各項(xiàng)要求。(2006年版)對(duì)風(fēng)速的要求。1.15倍,即:備備
1.1519442235.6m3/
1.159721117.8m3/
掘掘
1.158092m3/
絞 1.158092m3/絞泵 1.158092m3/泵
1.15100115m3/火充 1.15100115m3/火充
1.15200.2230.23m3/通風(fēng)容易和時(shí)期的風(fēng)速驗(yàn)算分別見(jiàn)表9-5和9-6 通風(fēng)容易時(shí)期井巷風(fēng)速驗(yàn)算井風(fēng)速限速備—符副—8符4符—8符—8符—8符—8符 通風(fēng)時(shí)期井巷風(fēng)速驗(yàn)算井風(fēng)速限速備—符副—8符4符—8符—8符—8符—8符礦井通風(fēng)阻力計(jì)90%左右,是礦井通風(fēng)設(shè)計(jì)選擇主要通風(fēng)機(jī)的主要參數(shù)。計(jì)算原則294010%350mm 容易和時(shí)期礦井最路線(xiàn)確通風(fēng)容易時(shí)期和通風(fēng)時(shí)期的定(1)22105(2)時(shí)期的采煤方→→→→→22105工作面→分帶運(yùn)煤斜巷→大巷→回風(fēng)石門(mén)→回風(fēng)立井→地面9-1、9-2通風(fēng)時(shí)期路線(xiàn)副井→井底車(chē)場(chǎng)→軌道大巷→帶區(qū)材料車(chē)場(chǎng)→分帶運(yùn)料斜巷→工作面分帶運(yùn)煤斜巷→大巷→回風(fēng)石門(mén)→西翼風(fēng)井→地面通風(fēng)時(shí)期網(wǎng)絡(luò)圖及立體圖,分別如圖9-3、9-4所示。98765432987654321圖9- 通風(fēng)容易時(shí)期立體98776655987766554321 通風(fēng)容易時(shí)期立體18-回風(fēng)石門(mén);19西翼風(fēng)井礦井通風(fēng)阻力計(jì)算 LUQ2/S式中hfri——第i——L、U、S——分別是巷道的長(zhǎng)度m、周長(zhǎng)m、凈斷面積Q——分配給井巷的風(fēng)量通風(fēng)容易時(shí)期和時(shí)期摩擦阻力計(jì)算分別見(jiàn)表9-7和9-8 通風(fēng)容易時(shí)期摩擦阻力計(jì)算
LUSQ副錨錨錨錨22105錨錨錨 通風(fēng)時(shí)期摩擦阻力計(jì)算LUSQ)副錨錨錨錨錨錨錨礦井通風(fēng)總阻力計(jì)算
hmehmd
式中1.1——考慮風(fēng)有局部阻力的系數(shù)hfei——hfdi——礦井通 時(shí)期的摩擦阻力之和hme——礦井通風(fēng)容易時(shí)期的總阻力,Pa;hmd——礦井通風(fēng)時(shí)期的總阻力,Pa礦井總阻力和等積孔計(jì)算
Rh/
hh式中R——
A1.19Q
h——礦井總阻力,Pa;Q——礦井總風(fēng)量,m3/s;A——等積孔,m2。ee
R1098.2/67.7420.24Ns2/
2.44dd
R2244.6/94.520.29Ns2/
2.08 礦井通風(fēng)總阻力及等積孔匯總總風(fēng)阻總等積孔 礦井通風(fēng)難易程度評(píng)等積孔風(fēng)阻礦難中易由表9-10看出,礦井通風(fēng)容易時(shí)期和時(shí)期通風(fēng)難易程度均為容易選擇礦井通風(fēng)設(shè)選擇主要通風(fēng)機(jī)25年;5o90%;考慮風(fēng)量調(diào)節(jié)時(shí),應(yīng)盡量避免使用風(fēng)硐調(diào)節(jié)式中Hn——
Hn
Z—— 空氣平均密度一覽進(jìn)風(fēng)井筒出風(fēng)井筒冬夏
.
nd
6式中Hst——
HstehmehdHstdhmdhdHnd
hd——通風(fēng)機(jī)附屬裝置阻力,Pa100Hste1098.2100292.8905.4主要通風(fēng)機(jī)的實(shí)際通過(guò)風(fēng)量Qf因有外部漏風(fēng)(防爆門(mén)和通風(fēng)機(jī)風(fēng)硐漏風(fēng))通過(guò)主要通風(fēng)機(jī)的風(fēng)量風(fēng)量Q
Qf1.1
式中Qf——風(fēng)機(jī)實(shí)際風(fēng)量,Qfe、Qfd分別代表容易時(shí)期和時(shí)期風(fēng)機(jī)實(shí)際風(fēng)量1.1——Q——風(fēng)井總風(fēng)量,m3/sQQ
R /Q2905.4/74.5120.163Ns2/m8 時(shí)期:Rsd / 2564.2/103.950.24Ns 主要通風(fēng)機(jī)工作參數(shù)一覽風(fēng)量風(fēng)壓風(fēng)量風(fēng)壓2K58No.28由作圖求出初選風(fēng)機(jī)容易和時(shí)期的實(shí)際工況點(diǎn)Me、Md,如圖9-5所示。2K58No.289-139- 2K60No.24型時(shí)轉(zhuǎn)風(fēng)風(fēng)效No.28型n=600r/min Q/m- 2K58No.28型軸流式風(fēng)機(jī)實(shí)際工況NeNd76.629460%,因此需要選用兩臺(tái)電動(dòng)機(jī)。NdNk式中Nd——N——k————電動(dòng)機(jī)效率,取0.90
根據(jù)電動(dòng)機(jī)的輸出功率和輸入功率以及主要通風(fēng)機(jī)要求的轉(zhuǎn)速,選擇型號(hào)為JR157-和JR1512-89-149-14時(shí)型功電電轉(zhuǎn)效礦井主要通風(fēng)設(shè)備的要求5%15%;10min1次。改變通風(fēng)機(jī)轉(zhuǎn)數(shù)或風(fēng)葉角度時(shí),回采工作面和掘進(jìn)工作面都應(yīng)獨(dú)立通風(fēng),特殊情況下串風(fēng)必須符合《煤礦安117條有關(guān)規(guī)定;對(duì)反風(fēng)裝置及風(fēng)硐的要求為使進(jìn)風(fēng)井筒附近和井底車(chē)場(chǎng)發(fā)生火災(zāi)或瓦斯煤塵時(shí)的有害氣體不進(jìn)入工作面(2006年版10min內(nèi)能把礦井反轉(zhuǎn)過(guò)來(lái)而且要求風(fēng)量不小于正常風(fēng)量的60%本設(shè)計(jì)采用反風(fēng)道反風(fēng)即在出風(fēng)井另開(kāi)反風(fēng)道,安裝反風(fēng)裝置。能夠保證安全可靠,滿(mǎn)足反風(fēng)的時(shí)間和風(fēng)量要求。特殊的預(yù)防措預(yù)防瓦斯和煤塵的措掘進(jìn)應(yīng)采風(fēng)機(jī),雙電源和風(fēng)電閉鎖裝置掘進(jìn)與回采工作面應(yīng)安設(shè)瓦斯自動(dòng)裝置大巷及裝煤站應(yīng)安設(shè)瓦斯自動(dòng)斷電儀。瓦斯超限后應(yīng)自動(dòng)切斷供電及架線(xiàn)預(yù)防井下火災(zāi)的措施井下水泵房和變電所設(shè)置密閉門(mén)、防火門(mén)。并設(shè)區(qū)域返風(fēng)系統(tǒng)防水措施打開(kāi)煤柱放水時(shí)底板原始導(dǎo)水裂隙有透水時(shí) 設(shè)計(jì)礦井基本技術(shù)經(jīng)濟(jì)指序單12層13m4°56d班378a9amm—低前—后——m-個(gè)1mmm個(gè)3——3—mm3/參考文林在康、左秀峰.《礦業(yè)信息及計(jì)算機(jī)應(yīng)用》.徐州:中國(guó)礦業(yè)大學(xué)林在康、李希海.《采礦工程專(zhuān)業(yè)畢業(yè)設(shè)計(jì)手冊(cè)》.徐州:中國(guó)礦業(yè)大學(xué)鄭西貴李學(xué)華《采礦AutoCAD2006入門(mén)與提高.徐州中國(guó)礦業(yè)大學(xué)錢(qián)鳴高、石平五.《礦山壓力及巖層控制》.徐州:中國(guó)礦業(yè)大學(xué).《礦井通風(fēng)與安全》.徐州:中國(guó)礦業(yè)大學(xué)楊夢(mèng)達(dá).《煤礦地質(zhì)學(xué)》.:煤炭工業(yè).中國(guó)煤炭建設(shè)《煤炭工業(yè)礦井設(shè)計(jì)規(guī)范》.:中國(guó)計(jì)劃岑傳鴻、名.《采場(chǎng)頂板控制與監(jiān)測(cè)技術(shù)》.徐州:中國(guó)礦業(yè)大學(xué)蔣國(guó)安、呂家立.《采礦工程英語(yǔ)》.徐州:中國(guó)礦業(yè)大學(xué)李位民.《特大型現(xiàn)代化礦井建設(shè)與工程實(shí)踐》.:煤炭工業(yè)綜采設(shè)備管理手冊(cè)編委會(huì).《綜采設(shè)備管理手冊(cè)》.:煤炭工業(yè)中國(guó)煤礦安全監(jiān)察局.《煤礦安全規(guī)程》.:煤炭工業(yè)朱、韓振鐸.《采掘機(jī)械與傳動(dòng)》.徐州:中國(guó)礦業(yè)大學(xué)洪曉華.《礦井提升》.徐州:中國(guó)礦業(yè)大學(xué)中配煤礦總公司物資供應(yīng)局《煤炭工業(yè)設(shè)備手冊(cè).徐州中國(guó)礦業(yè)大學(xué)章玉華.《技術(shù)經(jīng)濟(jì)學(xué)》.徐州:中國(guó)礦業(yè)大學(xué)張寶明、陳炎光.《中國(guó)煤炭高產(chǎn)高效技術(shù)》.徐州:中國(guó)礦業(yè)大學(xué)于海勇.《綜采開(kāi)采的基礎(chǔ)理論》.:煤炭工業(yè)王省身.《礦井防治理論與技術(shù)》.徐州:中國(guó)礦業(yè)大學(xué) 鄒喜正、劉長(zhǎng)友.《安全高效礦井開(kāi)采技術(shù)》.徐州:中國(guó)礦業(yè)大學(xué)[25]徐永圻.《煤礦開(kāi)采學(xué)》.徐州:中國(guó)礦業(yè)大學(xué)便采用具有高阻可縮特性的U型鋼支架,巷道仍然較為,支架損毀嚴(yán)重。本文分軟巖問(wèn)題從20世紀(jì)60年代起就作為世界性難題被提了出來(lái),特別是煤礦軟巖問(wèn)題一60年代已經(jīng)開(kāi)始加大力量對(duì)軟巖問(wèn)題進(jìn)行科研攻關(guān),也取得很大的成果。但目前,對(duì)國(guó)內(nèi)外研究概軟巖巷道工程支護(hù)理論的研究現(xiàn)狀世紀(jì)初開(kāi)始,人們?cè)诮鉀Q巷道中的問(wèn)題時(shí)就常常用試驗(yàn)方法來(lái)探討,到20世(A.Haimγh,其不同之處在于對(duì)側(cè)壓系數(shù)認(rèn)識(shí)不同。從20世紀(jì)50年始,人們又將彈塑性力學(xué)引入工程的巖石力學(xué)分析中,解決60年代,剛性試驗(yàn)機(jī)的應(yīng)用,揭示了巖石變形破壞的特性和彈塑性斷裂破壞理20502080年代以后,我國(guó)對(duì)軟巖問(wèn)題的理論研由我國(guó)著名巖土工程專(zhuān)家陳宗基在20世紀(jì)60年代從大量實(shí)踐中總結(jié)出巖性轉(zhuǎn)化由于學(xué)馥等人(1981年)軸變理論和系統(tǒng)開(kāi)挖控制理論認(rèn)為:巷道圍巖破壞是壓力區(qū)圍巖的承載能力,使支撐壓力向圍巖深部轉(zhuǎn)移,以此來(lái)提高圍巖穩(wěn)定的法軟巖工程力學(xué)支護(hù)理論是由何滿(mǎn)潮教授運(yùn)用工程地質(zhì)學(xué)和現(xiàn)代大變形力學(xué)相結(jié)合的方法通過(guò)分析軟巖變形力學(xué)機(jī)制提出了以轉(zhuǎn)化復(fù)合型變形力學(xué)機(jī)制為的一種新巖變形力學(xué)機(jī)制的確定、軟巖支護(hù)荷載的確定和軟巖非線(xiàn)性大變形力學(xué)的設(shè)計(jì)方法等內(nèi)容。軟巖巷道支護(hù)技術(shù)研究現(xiàn)狀是錨噴支護(hù)及U型鋼可縮性支架支護(hù)。1)UU圍巖變形壓力超過(guò)UU型鋼支架停止收縮。因此U型鋼可縮性支架既有足夠支護(hù)阻力盡早支護(hù)又有與圍巖變形位移相適應(yīng)的可縮性以釋放圍巖能量減小圍U型鋼可縮性支架在軟巖支護(hù)中具有很大的市場(chǎng)。但是,U個(gè)方面:巷道支護(hù)成本高,鋼材消耗比較多,成為其廣泛使用的最大0.05~1MPa,不能有效控制巷道變形,導(dǎo)致支架型縮量很?。?0%)時(shí)就破壞,失去了可縮性的意義;(4)U從20世紀(jì)60年代以來(lái),砌碹支護(hù)曾作為軟巖巷道的一種主要支護(hù)形式。該支護(hù)具有從而改善巷道的狀況卸壓技術(shù)是將巷道周邊圍巖內(nèi)的高應(yīng)力區(qū)向圍巖深部轉(zhuǎn)移從而使高應(yīng)力圍巖轉(zhuǎn)化為可以支護(hù)的低應(yīng)力圍巖,最終達(dá)到減小圍巖變形目的一種支護(hù)技在被保護(hù)巷道外卸壓包括巖石巷道上部煤層掘前預(yù)采、巖石巷道上部煤巷工作面跨降低區(qū)因而從根本上改變深井巷道的應(yīng)力環(huán)境由于卸壓工作是在被保護(hù)的巷道的,因此掘進(jìn)和卸壓不互相干擾,但卸壓工作量大。圍。聯(lián)合支護(hù)有多種類(lèi)型,如錨噴+U型鋼可縮性支架、U型鋼可縮性支架+注漿加固、錨問(wèn)題的提8個(gè)縣市(區(qū))的行政區(qū)劃內(nèi),大部分位于鄭州市境內(nèi),由新密煤田、登封煤田、42560km214503Mt鄭州礦區(qū)煤系地層主要為二疊系山西組,含可采煤層兩層:二1煤和二3煤。其中二11.19~26.0m70.1%;煤質(zhì)松軟,普氏0.3~0.51煤層U鄭州礦區(qū)處在新構(gòu)造運(yùn)動(dòng)的活躍位置,并煤層巷道不斷陷入“前掘后修“屢修屢壞的惡性循環(huán),不僅巷道綜合成本成倍“三軟”煤層巷道的工程特“三軟”煤層的定義MPa指煤體強(qiáng)度低,普氏系數(shù)f≤1,節(jié)理發(fā)育、煤層不穩(wěn)定、易破碎?!叭洝泵簩酉锏赖幕玖W(xué)屬性及工程力學(xué)特性軟巖中泥質(zhì)成分(粘土礦、結(jié)構(gòu)面和巖粒內(nèi)聚力控制了軟巖的工程力學(xué)特性,主要軟巖的崩解性是指軟巖在物理、化學(xué)、力學(xué)等因素的作用下產(chǎn)生片狀的“三軟”煤層巷道變形失穩(wěn)的研“三軟”煤層巷道變形破壞的特點(diǎn)及形2/3“三軟”煤層巷道變形失穩(wěn)力學(xué)機(jī)1圍巖變圍巖變形特性曲支護(hù)特性曲(支護(hù)應(yīng)力 u(徑向應(yīng)力圖 圍巖與支護(hù)共同作用特“三軟”煤層巷道穩(wěn)定性的主要影響因素 對(duì)軟巖巷道影響的水源主要包括水和工程用水,尤其是對(duì)膨脹巖的侵蝕最為嚴(yán)用,使得巖體中的應(yīng)力狀態(tài),有效壓應(yīng)和抗剪強(qiáng)度減??;在侵入富含礦物的巖體化、崩解和膨脹現(xiàn)象。“三軟”煤層巷道支護(hù)的基本原則與主要方“三軟”煤層巷道的支護(hù)原則“三軟”煤層巷道的主要方UU型鋼支架工作原理U型鋼支架通過(guò)連接件鎖緊后,支架節(jié)間連接段的型鋼受到壓緊,產(chǎn)生預(yù)緊力。外力U型鋼支架通過(guò)構(gòu)件間的可縮和彈性變形來(lái)調(diào)節(jié)支架承受載荷,同時(shí)在支架變形和可U型鋼支架結(jié)構(gòu)失穩(wěn)原因分析1234種情況是卡纜結(jié)構(gòu)不合理,如螺桿夾板卡纜的螺桿與型鋼的在不均勻間隙,導(dǎo)致支架與圍巖的相互作用差,U型鋼支架的整體承載能力較低,支架的現(xiàn)有U2巷道底板一般不進(jìn)行支護(hù),底臌量較大。底臌加速兩幫內(nèi)移,兩幫內(nèi)移促進(jìn)底臌。U型鋼a實(shí)際支護(hù)模型 b理想支護(hù)模型圖2 U型鋼支架實(shí)際和理想結(jié)構(gòu)模型U3類(lèi)支架結(jié)構(gòu)失穩(wěn),需根據(jù)支架結(jié)構(gòu)失穩(wěn)破壞原因采取相應(yīng)的技術(shù)措施。對(duì)于第1類(lèi)由卡纜強(qiáng)度或結(jié)構(gòu)不合理,包括U型鋼支架本身的強(qiáng)度不足導(dǎo)致的支架結(jié)構(gòu)失穩(wěn),2類(lèi)由支護(hù)結(jié)構(gòu)與圍巖相互作用差導(dǎo)3類(lèi)由于23的技術(shù)措施。支護(hù)結(jié)構(gòu)補(bǔ)償原理支護(hù)結(jié)構(gòu)補(bǔ)償體力學(xué)特性支護(hù)結(jié)構(gòu)補(bǔ)償?shù)幕驹瓌t根據(jù)巷道圍巖條件,在充分考慮外部最不利載荷作用下,通過(guò)基本結(jié)構(gòu)補(bǔ)償后,若能保證支護(hù)結(jié)構(gòu)承受的最大彎曲應(yīng)力小于許用應(yīng)力,則對(duì)基本支護(hù)僅實(shí)施基本結(jié)構(gòu)補(bǔ)再進(jìn)行加密,直到符合要求為止。鄭州礦區(qū)“三軟”煤層巷道高強(qiáng)穩(wěn)定型支護(hù)技術(shù)方告成煤礦巷道失穩(wěn)破壞特征分析1m以上,甚2m1.5m;5m3.5m5o扎角的棚用作U巷道失穩(wěn)破壞原因分析21061上付巷為新掘?qū)嶓w煤巷道,基本不受周?chē)ぷ髅娴牟蓜?dòng)影響,但采用現(xiàn)有支護(hù)1煤層松軟,高應(yīng)力作用下易產(chǎn)生塑性流變。21061460m,且頂?shù)装宸謩e為細(xì)砂巖和砂質(zhì)泥巖。與頂、底板巖層相比,二1煤層強(qiáng)度明顯偏低,巷道U型鋼支架在實(shí)際承載過(guò)程中存在大量低阻滑移現(xiàn)象,U型鋼支架的高阻現(xiàn)有U型鋼支架以椽子為背板并配合使用柔性編織網(wǎng),由于椽子強(qiáng)度偏低,在支架實(shí)際承弧形三角塊
上區(qū)段工作面采空
-剖塊體沿空巷煤
塊體
直接煤體沿空巷道
塊體作面采空?qǐng)D 沿空巷道頂板結(jié)構(gòu)示高強(qiáng)穩(wěn)定型支護(hù)技術(shù)方案該方案的技術(shù)是采用具有高阻可縮特性的U型鋼支架作為基本支護(hù)利用其提供較高支護(hù)阻力,控制軟弱煤體產(chǎn)生的塑性變形。U3U型鋼支架的高阻可縮特U在提高支護(hù)結(jié)構(gòu)穩(wěn)定性的同時(shí),充分發(fā)揮主動(dòng)支護(hù)和支護(hù)各自的承載性能,大大提高支護(hù)承載結(jié)構(gòu)的整體承載能力。U500mm500mm21300N·m150架好U型鋼支架后首先要沿U型鋼棚外側(cè)(即槽口側(cè))均勻鋪滿(mǎn)一圈金屬網(wǎng),金屬網(wǎng)采用600×5800mm10#鐵絲菱形金屬網(wǎng)金屬網(wǎng)搭接100mm,每隔300mm需用鐵絲連網(wǎng),要求網(wǎng)片之間連接牢靠。接著在網(wǎng)與棚子之間,每隔300 mm安裝一根高強(qiáng)度雙抗單扣拉條作為金屬背板拉條可采用廢舊U型鋼或鋼板加工拉條兩端分別鉤住U型鋼支架,圖 結(jié)構(gòu)補(bǔ)償支護(hù)斷面41000mm7500±100mm;Φ17.8×8000mm18601K23352支Z2550U安裝完錨索后要對(duì)其進(jìn)行,錨索預(yù)緊力不低于9T。U型鋼支架具有高阻可縮、參考文(徐金海,諸化坤,等.三軟煤層巷道支護(hù)方式及圍巖控制效果分析[J].中國(guó)礦業(yè)大學(xué)學(xué)報(bào)英文原Numericalsimulationofthefactorsin?uencingdustindrillingtunnels:ItsapplicationNiuWei,JiangZhongan,TianKeyLaboratoryofMinistryofEducationforHighEf?ciencyExploitationandSafetyofMetalMine,BeijingUniversityofScienceandTechnology,Beijing100083,China:Gas-solidtwo-phase?owtheorywasusedtopredictdustdistributionandmovementattheworkingfaceofamine.ThesoftwarepackageFLUENTwasusedtonumericallysimulatedustmotionandtheresultswerecomparedtoobserveddata.Thesimulationagreeswiththedatatakenfromanactualworkingface,whichcon?rmsthechoiceofmathematicalmodelandnumericalsimulationmethod.Usingthemodelwepredictasetofconditionsoptimumforreducingdustconcentrationsatthemineworkingface.:drivageworkingface,dustconcentration,thegas-solidtwo-phase?ow,Dustinamineseriouslyendangerssafeproductionandthemineworkers’health.Thedrivingfaceisoneofthemajordustgeneratinglocations.Theair?owandthe?ow?elddistributionatthedrivingsiteoftheroadwaydirectlyin?uencetheprocessofgasexchangeanddustmovement.Thisisahottopicamongscholarsathomeandabroad.Sincethe1980s,scholarshavecarriedoutair?owexperimentsatthedrivingface[1,2].In1993,RaoandothersfromAustraliausedhydrodynamiccalculationstosimulatethewind?owdistributionatalong-wallworkingfaceandtheeffectof?owondustreduction.HeerdenandSullivanfromSouthAfricausedCFDtosimulateandtestair?owanddustdistributionpatternsnexttoadrivingmachine.NakayamaandsomeotherscholarsfromJapanhavesimulatedthewind?owataworkingface[3,4].Anaccurateunderstandingofdustmovementandgascollectionrequiresadiscussionofwind?owatadrivingfacethatispartiallyaerated.Basichypothesesandthesolutionofthegas-solidtwo-phase?owBasichypothesesmodeldustmovementattheworkingfacewillbesimpli?ed.Thedrivingroadwayismodeledasa4mby3mrectanglewithalengthof12m.Theventilationpressureintheroadwaywasmeasuredbyhanginga0.6mdiameterwindcanister1.8mlongononesidewall.Thedistancebetweentheexitofthewindcanisterandtheworkingfacewas7m.Gambitwasusedtoestablishageometricmodelandtomeshthecalculationarea,andtocheckthegrid;seeFig.1[5,6].Establishmentofthetwo-phase?owDustmovementintheair?owisinessenceakindoftwo-phase?ow.Wetakeair?owasthebackgroundphaseanddescribeitusingEulermethods.Dustarisingfromthevarioussourcestheotherphase(thedustisdispersedinthebackground?ow).ThedustmovementisdescribedbyLagrangemethods[6].Air?owequationanditsWeassumethe?owtobe pressibleNavier-Stokes?owwithsteady inthreedimensions.The?owequationistakenasadoublek-εequation,whichisthemostwidelyusedmodelinthisengineering?eld.Inthismodelonlymomentumtransferisconsideredandheattransferisneglected.(a)Geometricmodel (b)GriddiagramFig.1.GeometricmodelandnetdiagramofthedrivingroadwayWecanthenderivethefollowingThecontinuityTheequationof
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[(t)
Theε
k
(ui)
[(
t
k
G
uj(ujui
whereGkistherateofchangein?owmomentumcausedbychangingcuttingforce;ktheturbulent?owmomentum,m2/s2;μthelaminar?owviscositycoef?cient,Pa·s;μttheturbulent?owviscositycoef?cient,Pa·s;ptheeffectivepressureofturbulent?ow,Pa;ρthegasdensity,kg/m3;xithecoordinatesinthedirectionsx,yandz,m;uithe?owvelocityinthex,yorzdirection,m/s;and,Cε1,Cε2,Cμ,σε,andσkaretheconstantsthatareassumedtobe1.44,1.92,0.09,1.30and1.00inthismodel.DustequationofmotionanditsAdiscretephasemodeltreatsdustmovementintheroadwaybyadifferentialequationinaLagrangianreferenceframe[9].mpdtFFdFg
FsFb
Wherempisthetyofthedust,kg;upisthedustvelocity,m/s;and,∑Fistheresultantforce,N.ThisresultantiscomprisedofFd,dragforces,N;Fg,theforceofgravity;Ff,buoyancy,N;and,Fxalltheotherforces,N,includingtheaddedmassforce,theascendingforceofMagnus,theascendingforceofSaffman,andtheforceofBrown.Theselatterforcesaretoosmalltobeconsideredinthistreatment.ItistrueF1CCA
u)u
p
whereCdisthedragcoef?cient;Cpaformcoef?cient,obtainedfromexperimentaldataonthedispersionandissetequalto1here;Apthecrosssectionalareaoftheparticle,m2;ugtheair?owvelocity,m/s;and,upthedustvelocity,m/s.CdmaybeobtainedfromtheReynoldsnumberofthedust:Cd
f(Rep
dpugdpugup
whereRepistheReynoldsnumberanddpthediameterofthedust,Althoughaffectedbytheforce,gravityforceandbuoyancythedustisstillstronglyaffectedbytheforcesfromtheturbulentair?ow.Simulateddustdiffusioninturbulent?owisdonewithastochasticorbitmodelthatconsidersthedustphaseandotherfactorsincoupledcalculations[10].Themotionofthedustisfoundbyintegratingalongthestridelengthofthediscretetimestep.AtanygivenmomentdustvelocityisobtainedthroughintegrationofEqs.(7)and(11).Thedustmovementinthethreedimensionalworldisthengivenbyintegrationalongthe
dxu
WindvelocitycanbeexpressedusingReynoldsmethodofaveragesasthesumoftheaveragevelocityanda?uctuation.uuu'
Turbulentdispersioncalculationsusetheconceptofinternaltimemeasure,T,whichrepresentsthetimeofthedustmovementalongatrack,ds,duringturbulentdispersion.Thisinternaltimevariesdirectlywiththeturbulentdispersionrate.ThebiggerTisthelongerdustmovementremainsinaturbulentdispersionmode.Thestochastictrackmodelassumesthatthevariablespeedoftheliquidisadiscontinuousfunctioninvolvingtime.Thatistosay,thevariablespeedisaconstantduringtheexistenceoftheswirling.Smalldust,whichcanbemovedeasily,hasaninternaltimemeasurethat esa?uidLagrangeintegralattimescalesthatapproximate:TC
lWhereClisanunknownty.WecancalculatetheinternaltimeusingEq.(14)ink-ε,orotherrelated,turbulentdispersionT0.15
Thestochastictrackmodelassumesthattheinteractionbetweendustandturbulentliquidislikethatbetweendustandaseriesofswirling?uids.ThevariablevolumeineachsmallswirlinghasaGaussiandistribution.Dustvelocity,u′(t),ineachsmallisaconstant,whichmeansu′(t)samplesthespeedofeachsmallliquid.ThedustvelocitiesthenfollowtheGaussiandistribution:u'Whereisastochastic,normallydistributednumberandlocalvariable,speed.
istherootmeansquareof3Thek-εmodelassumesthatalllocalturbulencesareinthe3
Integrationoftheinstantaneousspeedatdifferentperiodsoftimethengivesthestochasticin?uenceofturbulenceondustdispersion.Aftercalculatingenoughdusttrackstheturbulentdispersion,andhencethedistributionofdust,isobtained. ComparisonofdustconcentrationsfromnumericalsimulationsandexperimentaldataMainFLUENTisthemostpopularcommercialCFDsoftwareforsimulating?oating,thermalchemicalandphysicalphenomenon.Anappropriatemodelforsolvingair?owanddustdistributionproblemswasused[11-13].TheworkingfacemodeledinFLUENTasbaseduponanactualminingsituation.Table1ThedustsourceInjectionNumberofparticleCoal-DiameterMinimumTotaldust2.0×10-6m;Respirabledust2.0×10-6umTotaldust100×10-6m;Respirabledust7.07×10-6SpreadTotal?owTotaldust0.0062kg/s;RespiratorydustTurbulentStochasticNumberofTimescaleTheworkingfaceisassumedtobeaplanardustsource.Thatistosay,thedustsourceisa4mby3mrectanglewiththeparameterslistedinTable1.Thetotal
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