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摘要本矿井设计为鸡西矿业集团盛和矿0.9Mt/a新井设计,共有3层可采煤层,分别是23#、48#、54#,煤质为1/3焦煤和焦煤。地质构造简单,煤层平均倾角20°,总厚度5.9m。设计井田的Mt,可采储量81.9Mt,服务年限为65a。本矿井设计采用双立井方案开拓,划分为三个水平,共七个采区,一个工作面达产。三层煤联合布置,采用石门把煤层联系起来,降低了分采区巷道的运输费用。采煤方法为走向长壁采煤法,采煤工艺采用综合机械化采煤工艺。大巷运输采用10吨架线式电机车牵引3吨底卸式矿车。盛和矿矿井工作日确定为330d,矿井每日净提升时间为16h,采用三班八小时工作制制度。关键词:开拓方式;走向长壁;生产能力;巷道全套图纸,加153893706AbstractThisminepitdesignforJiximiningindustrygroupShengHekuangthe0.9Mt/anewwelldesign,altogetherhas3tobepossibletopickthecoalbed,respectivelyis23#,48#,54#,theanthraxis1/3cokingcoalandthecokingcoal.Thegeologicstructureissimple,coalbedaverageinclinationangle20°,totalthickness5.9m.Thedesignwellfieldcommercialproductionis110.7Mt,recoverableresources81.9Mt,theservicelifeis65a.Thisminepitdesignusesthedoubleverticalshaftplandevelopment,thedivisionisthreelevels,altogethersevenpickthearea,aworkingsurfacereachesproduces.Threecoalsunionsarrangement,usesShimentorelatethecoalbed,reducedtheminutetopicktheareatunnelthecartageexpense.Theminingcoalmethodformovestowardsthelongwalltopick,theminingcoalcraftusesthesynthesismechanizationminingcoalcraft.Thebiglanetransportationuses10tonswirelayingstypeselectriclocomotivetotow3tonsminecars.ShengHekuangtheminepitworkingdaydeterminationis330d,theminepitonlypromotesthetimeis16heveryday,usesthreeclassesofeighthourworksystemssystem.Keywords:Developmentway;Movestowardsthelongwall;Productivity;Tunnel摘要 IAbstract II绪论 1第1章井田概况及地质特征 2井田概况 2地质特征 31.2.1矿区范围内的地质情况 3井田范围内和附近的主要地质构造 41.2.3煤层赋存状况及可采煤层特征 61.2.4岩石性质、厚度特征 71.2.5井田内水文地质情况 7沼气、煤尘、及煤的自然性 71.2.7煤质、牌号及用途 81.3勘探程度及可靠性 8第2章井田境界储量服务年限 9井田边界 9井田的周边状况 9确定井田境界的依据 9井田未来发展状况 9井田储量 10井田储量的计算 10保安煤柱 10储量计算方法 11储量计算的评价 11矿井工业制度,生产能力,服务年限 12矿井工作制度 12矿井生产能力的确定 12矿井服务年限的确定 12第3章井田开拓 14概况 143.1.1井田内外及附近生产矿井开拓方式概述 143.1.2影响本设计矿井开拓方式的因素及具体情况 143.2矿井开拓方案的选择 153.2.1井硐形式和井口位置 153.2.2开采水平数目和标高 193.2.3开拓巷道的布置 20选定开拓方案的系统描述 213.3.1井硐形式和数目 213.3.2井硐位置及坐标 213.3.3水平数目及标高 223.3.4石门、大巷(运输大巷)数目及布置 223.3.5井底车场的形式选择 223.3.6煤层群的联系 243.3.7采区划分 243.4井硐布置和施工 253.4.1井硐穿过的岩层性质及井硐支护 253.4.2井筒布置及装备 263.4.3井筒延伸的初步意见 293.5井底车场及硐室 303.5.1井底车场形式的确定及论证 303.5.2井底车场的布置、储车线路、行车线路的布置长度 303.5.3井底车场通过能力验算 313.5.4井底车场主要硐室 32开采顺序 323.6.1沿井田走向的开采顺序 353.6.2沿煤层倾向的开采顺序 353.6.3采区接续计划 353.6.4“三量”控制情况 36第4章采区巷道布置与采区生产系统 384.1采区概况 38设计采区的位置、边界、范围、采区煤柱 384.1.2采区地质和煤质情况 384.1.3采区生产能力、储量及服务年限 384.2采区巷道布置 394.2.1区段划分 39采区上山布置 394.2.3采区车场布置 404.2.4采区煤仓形式、容量及支护 454.2.5采区硐室简介 474.3采区准备 49采区巷道的准备顺序 494.3.2采区巷道的断面图及支护方式 49第5章采煤方法 545.1采煤方法的选择 54回采工艺 545.2.1选择和决定回采工作面的工艺过程及使用机械设备 545.2.2选择采煤工作面循环方式和劳动组织形式 55第6章井下运输和矿井提升 586.1矿井井下运输 586.1.1运输方式和运输系统的确定 58矿车的选型与数量 586.1.3采区运输设备的选择 596.2矿井提升系统 606.2.1提升方式 606.2.2矿井主提升设备的选择及计算 60第7章矿井通风与安全 647.1通风系统的确定 647.1.1概述 647.2风量计算和风量分配 64风量计算 647.2.2风量分配 687.2.3风量的调节方法与措施 697.2.4风速的验算 697.3矿井通风阻力的计算 70 确定全矿井最大通风阻力和最小通风阻力 707.3.2矿井等积孔的计算 737.4通风设备的选择 74主扇的选择计算 747.4.2.电动机的选择 75反风措施 757.5矿井安全技术措施 75第8章矿井排水 778.1概述 778.2矿井主要排水设备 778.2.1排水方式与排水系统简介 778.2.2主排水设备及管路的选择计算 78第9章技术经济指标 81结论 83致谢 84参考文献 85附录1 86附录2: 88绪论时光如梭,四学生活即将结束。通过大学四年的学习,我掌握了很多专业知识,为了能更好的巩固、运用和实践这些知识,所以我做了盛和矿的矿井设计。本设计主要是关于盛和矿新井的建设,其中运用了采煤方法、通风安全、岩石力学、经济学、运筹学等方面以及计算机制图和办公软件排版方面的知识,整个设计包括包括开拓方式的选择、采煤工艺的应用、支护方式的技巧、设备选型、通风排水的演算、采区供电车场的设计以及矿井的各个系统的优化设计等等。本设计主要是通过绘制矿井的各种图纸来,来进行矿井的优化设计,这其中文字部分包括大量的方案比较,以便是设计更加合理。在设计时,需要对矿井的地质情况、煤层的受力等情况进行分析,这样才能使建成的矿井更加与实际相符。在做本次的设计当中,我们也学到了许多新的知识,也得到了各位老师的细心辅导,在此表示感谢!我希望通过做本次毕业设计,我能够更好的运用所学到的知识,把理论与实际结合起来,应用到实际当中,为祖国的煤炭事业做一份贡献。

第1章井田概况及地质特征1位置交通盛和矿区位于黑龙江省鸡西市,地理坐标为:东经130°42′20″—130°51′31″,北纬45°18′42″—45°22′16″。国有铁路林—密线,国家级公路方—虎横穿本区而过,区内公路、乡路四通八达,交通十分便利(见图1-1)。1.1.2盛和矿地形属低山地,河谷型地形,北侧和东侧是由古老的麻山群变质岩系组成,东部是平坦的平原平原。西部是由第三纪玄武岩的山地,地面最大高差在250米左右。气象及地震情况盛和矿矿区内11月至翌年4月为冻结期,冻结深度为1.5-2.0m,最高气温在零上31℃-37℃,最低气温在-29℃—34℃℃。属大陆性季风气候,处于亚寒带,年降水量为370-631mm,平均降雨量500mm,风向多为西北和西南,风力3-4级。盛和矿区无地震史。水文地质情况盛和矿矿区内无河流流入,无湖泊。最小涌水量为98m3/h,最大涌水量为160m3/h。煤田开发史盛和矿为新开发的煤田,无开发史。工农业及原料供应情况盛和矿井田周围有农田和国有林地,可以为矿区提供农产品及生产资料,矿井建设及生产所需设备可由附近省市厂家提供。水源及电源盛和矿区水源主要来自开采地下水,能够满足生产与生活需要,生产与生活用电来自鸡西市供电局与鸡东县,可实现双回路供电。图1-1矿区范围内的地质情况鸡西煤田位于我国新华夏系第二隆起带,鸡西,七台河,双鸭山位于中生代坳陷中部,是一个弧形构造。区内地层为单斜,井田北部煤层倾角一般在14°—20°,井田中部煤层倾角16°—24°,井田南部煤层倾角为15°-22°,整个井田为单斜构造。元古界的花岗岩及花岗片麻岩,为本区沉积地层的基底。中生界侏罗系中上流鸡西群滴道组的地层不整合于基底之上。岩性为集块岩凝灰岩,该层组厚30-50米,在区内只有零星分布。侏罗系上流城子河组地层不整合于滴道组之上,为本区主要含煤地层,层厚1000-1200米。48#,54#位于城子河组上段,该层段岩性以粉沙岩,粉细互层中-粗砂岩为主。其层段中底板凝灰层可作煤层对此局部标志。23#位于城子河组中段,岩性以砂岩,粉砂岩,含砾粗砂岩为主,该层段底部砾岩厚约15-20m,半圆状可作区域地层对比标志(见煤层综合柱状图1-2)。井田范围内和附近的主要地质构造盛和矿井田范围内的主要地质构造为单斜和断层,其中共有5个断层,一个逆断层,其余为正断层,详见表1-1断层特征表。表1-1断层特征表顺序号断层编号断层性质产状落差存在根据及控制情况备注走向倾向倾角最大最小1F9逆N~SS81°40070控制可靠向南被F10截断2F10正W~EE52°1200600控制可靠东被F11切断3F11正N~SS70°500120控制可靠4F12正S~FS45°700150控制可靠东被F11切断5F30正N~SW30°30030控制可靠盛和矿矿区煤系地层属侏罗纪系上统子河组地层,共有3层煤。全部可采,可采总厚度为米(见表1-2)。表1-2煤层号煤层平均厚度煤层结构平均层间距顶板特征顶板岩性底版岩性23简单65m全层可采粉砂泥质岩灰色细砂岩48简单全层可采粉砂岩细砂岩25m54简单全层可采细砂岩细砂岩1.2.3煤层赋存状况及可采煤层特征煤层赋存较深,倾角在18º~22º,详见煤层赋存特征表1-3。表1-3煤层赋存特征表序号煤层号煤层厚度/m视密度面积万m2工业储量/万t最小最大平均1231.401439248214533541.401439合计1岩石性质、厚度特征煤层顶底板的厚度一般都大于10m,多为砂岩。盛和煤矿地形大部分属漫岗,井田北部及中部为河谷水文地质区,西部及南部为丘陵水文地质区。岩层的富水性主要取决于构造裂隙的发育和补给条件,浅部各煤层除大气降水补给地表强风化带外,没有其他来源,由于岩层裂隙发育程度而减弱,所以岩层的富水性有明显的垂直分带。由于岩性的不同,岩层的含水性极不均匀,不但存在着分带规律且有分层规律。表1-4岩石的物理性质指标表岩石类型颗粒密度(g/cm3)块体密度(g/cm3)空隙率n(%)吸水率(%)软化系数KR凝灰岩砂岩泥灰岩 井田内水文地质情况井田内无河流湖泊。沼气、煤尘、及煤的自然性(1)瓦斯赋存情况及涌出量3/t,绝对涌出量为1258m3/d,属低瓦斯矿井。(2)煤尘爆炸性各煤层的煤尘爆炸指数5.3~1%。(3)煤的自然情况根据邻近的矿井的调查,该井田范围内的煤均属低硫自然煤,但在秋冬季也应注意防火。煤质、牌号及用途盛和矿煤属低硫、低磷,中低灰分的焦煤和1/3焦煤,其中1/3焦煤占25.76%。多为亮煤、半亮煤及半暗煤,结构致密、脆质,垂直节理发育,玻璃光泽,距状或平面断口,镜下多见凝胶化基质,木质镜煤、丝炭,角质化物质较少,树脂体少,且发鲜红色,形态分子结构不归整,镜下可见无机物,有石英碎屑及菱铁矿物等。23#为1/3焦煤,48#、54#两层均为焦煤。煤层属中低灰份,灰份多为内在灰份,二氧化硅、氧化铁等,氧化镁、氧化钙较少,故熔点可达1250℃:一般作为配煤炼焦使用。1.3勘探程度及可靠性根据本区断裂的一般规律,往往在大断裂附近还有很多较小的断裂,再者由于煤层走向变化大,还可能有新的断裂没有发现,这些都需要在建井和生产过程中予以注意。有的钻孔孔斜较大,对构造的推定也有一定矿井涌水量是用类比法推算的,瓦斯等级也是推算的,所以可靠性都不足,待矿井建成后,根据实际情况重新确定。第2章井田境界储量服务年限井田的周边状况盛和煤矿东起断层F30,西至断层F11,北起露头,南至-900标高。与滴道矿邻近。确定井田境界的依据我们在划分井田时,要使各井田有合理的尺寸和境界,使煤田各部分都能得到合理的开发。所以一般按以下原则来划分:1.充分利用自然等条件划分井田;2.井田范围、储量、煤层赋存及开采条件要与矿井生产能力相适应;;4.合理规划矿井开采范围,处理好邻近矿井之间的关系。根据上述原则,结合盛和矿区井田的实际情况,盛和矿井田境界的确定为:东经131°7′22″-131°45′25″北纬45°43′42″-45°35′26″.西部以F30断层为界,东部以F11断层为界。2.1.3井田未来发展状况因为现今科技发展迅猛,随着技术的进步和科技的提高,在井田范围内将来可能发现更多的可采煤。井田储量井田储量的计算矿井设计储量是矿井工业储量减去设计计算的断层煤柱,井田境界煤柱,已有的地面建筑物,构筑物需要留设的保护煤柱等永久煤柱损失量后的储量。矿井可采储量是指矿井设计储量减去工业场地保护煤柱,矿井井下主要巷道及上下山保护煤柱煤量后乘以采区回采率的储量。盛和煤矿井田范围计算的煤层有23#、48#、54#各煤层储量计算边界与井田境界基本一致。矿井储量是指矿井所埋藏的数量,具有工业价值的煤炭数量。它不但包含着煤炭在地下埋藏的数量,而且还表示煤炭的质量,反映井田的勘探程度及开采技术条件。矿井储量可分为矿井地质储量,矿井工业储量和矿井可采储量。保安煤柱在设计中如有下列条件应留设保安煤柱:(1)当边界与煤层走向斜交时,根据基岩移动角求得垂直与边界方向的上山方向移动角和下山方向移动角,然后再确定保护煤柱;(2)地面受保护面积包括受保护对象及周围的受保护带;(3)在一般情况下,保护煤柱应根据受保护面积边界和移动角值进行圈定;(4)立井保护煤柱应按其用途,深度,煤层赋存条件和地形特点留设。本设计矿井依据《煤矿安全规程》,留设保安煤柱如下:地面留设50m煤柱;边界断层留设20m煤柱;井田内部断层留设20m煤柱;河流两侧各留设20m煤柱;各煤层在露头处留设20m保安煤柱。储量计算方法工业储量的计算公式如下:块段储量=块段面积×平均倾角余割×块段平均厚度×视密度根据储量图,通过等高线块段法计算本井田工业储量为110.7Mt。可采储量的计算公式如下:Zk=(ZC-P)×C式中:ZC--工业储量,Mt;P—永久煤柱损失,Mt;C—采区回采率。得Zk=(110.7-10.8)×0.82=表2-1煤层储量计算表煤层号工业储量(万吨)煤柱损失(万吨)回采率可采储(吨)A+BCA+B+C井田边界工业广场采区煤柱23370024039401678910229204835662043770150106105277754317019033601341231042493合计110704513183118190回采要求:中厚煤层不应小于80%,薄煤层不应小于85%。由上表可知本井田可采储量为81.9Mt吨。储量计算的评价我在设计盛和矿井的时候,有关与储量的计算都严格遵守有关规定,由于技术原因可能存在一定误差。2.3矿井工业制度,生产能力,服务年限矿井工作制度盛和矿井工作日确定为330d,矿井每日净提升时间为16h,采用三班八小时工作制制度。矿井生产能力的确定矿井生产能力是井田开拓的一个主要参数,是选择井田开拓方式的重要依据之一,在一定程度上综合反映了矿井技术面貌,也是煤炭生产建设的重要指标。的确定原则矿井生产能力的大小主要依据井田储量、煤层赋存状况、地质条件情况来确定,经济发展需要和市场需求,技术装备和管理水平,充分考虑科技进步等因素来确定,本着投资少,出煤快,经济效益好的原则合理确定。矿井生产能力的大小主要根据井田储量、煤层赋存状况、地质条件等情况来确定,还应考虑当前及今后市场的需煤量。根据该井田的实际情况,初步拟定了三种矿井年生产能力方案,具体如下:方案A:Mt/a;方案B:Mt/a;方案C:1.2Mt/a。矿井服务年限的确定矿井服务年限应与矿井生产能力适应。矿井服务年限的计算公式如下P=Z/(A×K)式中:P——服务年限,a;Z—矿井设计可采储量,Mt;A—生产能力,Mt/aK—矿井储量备用系数,。根据盛和设计矿井实际情况,K值取1.4。根据上面方案中的的矿井生产能力,服务年限的确定现提出三种方案,具体如下:方案AT=Z/(A×K)=97aT=Z/(A×K)=65aT=Z/(A×K)=48a根据新版《煤炭工业矿井设计规范》规定见表2-2表2-2矿井与水平服务年限矿井生产能力Mt/a矿井服务年限(a)第一水平设计服务年限(a)煤层倾角小于25度煤层倾角25-45度煤层倾角大于45度及以上60-7030-35——50-6025-3020-2515-2040-5020-2515-2010-15可比较出方案B较合理,即:矿井生产能力:A=0.9Mt/a,矿井服务年限T=65a。

第3章井田开拓井田内外及附近生产矿井开拓方式概述盛和煤矿与滴道矿邻近,滴道矿为双立井开拓。影响本设计矿井开拓方式的因素及具体情况盛和矿煤层平均倾角约20°,且含水层较少,可以采用上山开采;井田内煤层埋藏深度为+150—-900,;盛和矿属低山地,河谷型地形。工业场地宜选择在相对比较开阔的阶地上,标高高于+150m;构造简单,无大、中型构造,有F9,F10,F11,F12和F30五条断层;顶、底板稳定性较好。在确定井田开拓方式的时候,应遵循下列原则:1.合理集中开拓布置,简化生产系统,避免生产分散,为集中生产创造条件;2.贯彻执行有关煤炭工业的技术政策,为多出煤、早出煤、出好煤、投资少、成本低、效率高创造条件.要使生产系统完善、有效、可靠,在保证生产可靠和安全的条件下减少开拓工程量,尤其是初期建设工程量,节约基建工程量,加快矿井建设;3.合理开发国家资源,减少煤炭损失;4.必须惯彻执行有关煤矿安全生产的有关规定。要建立完善的通风系统,创造良好的条件,减少巷道维护量,使主要巷道经常性保持良好状态;5.要适应当前国家的技术水平和设备供应情况,并为采用新技术,新工艺,发展采煤机械化,自动化创造条件;6.根据用户需要,应将不同煤质,煤种的煤层分别开采。3.2矿井开拓方案的选择井硐形式和井口位置开拓方式按照井筒的倾角不同分为平硐开拓、斜井开拓、立井开拓和综合开拓方式等四种方式。1.立井开拓:适应性很强,可用于各种地质条件,同时在技术上也成熟可靠。一般在表土层厚、煤层赋存深时,应采用立井开拓。2.斜井开拓:对于表土层较薄、煤层赋存较浅、水文地质条件简单的煤田,一般都可以采用斜井开拓。斜井开拓在各种倾角煤层开拓中都得到了广泛的应用。3.平硐开拓:在侵蚀基准面以上的山岭或丘陵地区的煤层,由地面开凿通向煤层的平硐,可利用平硐开拓煤田的全部或一部分。应该首先考虑平硐开拓方式是否可行,因为平硐开拓是最简单的开拓方式,有很多突出优点。参照平硐开拓方式适用条件,结合盛和矿井田的地形地质及煤层赋存特征可知平硐开拓方式的条件不具备。因此,平硐开拓方式对本设计井田不适用,排除采用平硐开拓方式。立井开和斜井开拓方式在技术上均可行,综合开拓虽然对工业广场布置和井底车场要求很高,但针对本井田的地质状况,综合开拓方式也可行,应该予以考虑。依据本井田的地质状况、煤层赋存情况及井型、服务年限等要求,对本井田开拓方式选择提出三种方案:(1)方案一:双立井开拓方式(2)方案二:双斜井开拓方式(3)方案三:主立井副斜井开拓方式1技术比较:方案一:双立井开拓方式优点:适应性强,技术成熟可靠;井筒短,提升速度快,提升能力大;通风断面大,风阻小,满足大风量要求;便于井筒延伸;对于开采深部赋存煤层有好处。缺点:初期投资大,建井期限稍长;需要大型的提升设备;多水平开拓时,立井石门长度大,掘进工程量大,掘进费用高。方案二:双斜井开拓方式优点:掘进速度快,初期投资较双立井开拓较省;井筒设备较简单;建井期稍短些;缺点:井筒过长,煤柱损失严重;通风线路长,通风阻力大,费用增加;井筒过长,如果地质条件复杂,不易维护,安全性降低;辅助运输时间长。方案三:主斜井副立井开拓方式优点:掘进速度快;可满足最大风量的通风要求;有助于辅助运输。缺点:井口相距较远,不利于工业广场的布置;地面工业建筑分散,生产调度及联系不方便;地面工业建筑占地多,增加了煤柱损失。依据开拓方案技术比较,可以排除综合开拓方式,初步选定两种较合理开拓方案:方案一:双立井开拓方式方案二:双斜井开拓方式2经济比较;方案一、方案二在技术方面都合理,两者之间的区别在于井筒掘进费用以及他们的维护费用、提升费用,主石门掘进长度等。两个方案的井底车场、水平运输大巷以及各种采区石门和采区上山的工程量基本相等。因此,只需要比较它们的不同之处,即建井工程量、生产经营费用、基建费用和维护费用等。见表3-1经经济比较后,盛和矿矿井设计应该采用双立井开拓方式。井口位置应该在沿井田走向方向的储量中央或靠进中央位置,使井田两翼可采储量基本平衡,这样可使运输大巷的运输费用最低,同时在生产中能保持两翼均衡生产和采区的正常接续,而且巷道维护等费用也相应降低。表3-1开拓方案经济比较表项目名称方案一双立井(万元)方案二双斜井(万元)开凿费用主井:350m×0.2072=70(万元)主井:1200m×0.1204=144(万元)副井:350m×0.3141=(万元)副井:1200m×0.759=91(万元)支护费用主井:350m×0.2243=(万元)主井:1200m×0.1651=198(万元)副井:350m×0.3554=124(万元)副井:1200m×0.1315=(万元)井筒应尽量避开或少穿地质及水文复杂的底层或地段,同时将井底车场置于地质和水文条件好的稳定岩层中,并注意不受底部强含水层承压水威胁。尽量减少井筒及工业场地煤柱数量,特别是少压或不压前期开采条件好的煤层。有条件时可放在无煤带和煤层无开采价值的地带。在盛和矿井田设计中,提出三种井筒位置方案:方案一:井筒位于井田浅部;方案二:井筒位于井田中部;方案三:井筒位于井田深部。本井田煤层均为缓倾斜中厚煤层,井田走向长度不大,但倾斜长度较大,考虑到井下运输和保证第一水平服务年限,应该将井筒布置在井田中部或稍靠上方的位置,所以初步确定本设计井田的井筒位置在井田的中部稍靠上方。开采水平数目和标高盛和矿井田水平标高的确定主要考虑了以下几个因素:(1)保证开采水平有合理的服务年限及足够的储量;(2)要有利于采区的正常接替;(3)具有合理的阶段斜长和数目;(4)经济上有利的垂高。 2.水平划分方案比较表3-3水平划分方案比较表方案方案一方案二方案三水平数目232水平标高-400,-800-200,-550,-900-100,-500,-800方案分析煤炭损失量大,见煤晚,斜长大比较合理一水平储量达不到规范的要求比较结果选择方案二比较合理综合以上:本设计矿井为3个水平,一水平标高为-200,二水平标高为-550,三水平标高为-900。图3-4水平划分示意图盛和矿矿井开拓方式为双立井为主的综合开拓。总储量为Zc=81.9Mt,设计生产能力为0.9Mt/a;服务年限为T=Z/AK×1.4)=65a。开拓巷道的布置如何确定巷道,还应根据煤层的数目和间距来确定,大巷的布置方式分为分煤层运输大巷,分组集中运输大巷和称集中运输大巷。采用集中运输大巷时,各煤层间用采区石门联系。当煤层倾角太大时,层间联系也可用溜井或斜巷。阶段平巷或水平石门是沟通采区与井底车场的交通运输干线,并进行通风、排水及布置管线。当上一阶段采完后,又可作为下一阶段或水平的总回风道,其工作年限较长。根据本设计的条件设计巷道开拓如图3-5图3-5水平切面示意图井硐形式和数目盛和矿井田设计采用双立井开拓;主井提升煤炭,副井提矸、升降人员、下放材料和设备,兼作进风井。井硐位置及坐标选择井硐位置应注意以下两方面条件:1.地面条件:工业场地占地面积,地形与工程地质条件,煤的运输方向和生产建设与住宅位置。2.井下条件:按运输量确定井筒位置,根据地质条件确定井筒位置,煤柱量和勘探程度和初期工程量。根据盛和矿的实际情况,矿井井筒位置设计详见开拓示意图。两立井位于井田中央,坐标分别为:主井(5023750,403700);副井(5023720,403660);3.水平数目及标高本设计矿井为三个水平,一水平标高为-200,二水平标高为-550,三水平标高为-900。石门、大巷(运输大巷)数目及布置结合盛和矿的实际情况,本设计采用一条运输大巷和一条主石门,大巷为岩石大巷,具有如下优点:大巷方向、坡度可根据运输等功能要求选定,而较少受地质构造的影响。维护条件好,费用低。可以不留或少留护巷煤柱,煤的损失少,安全条件好,受煤和瓦斯突出以及自燃发火影响较小。大巷与石门服务年限较长,运输能力要求大,所以大巷和石门的断面和支护设计基本相同,详见断面图3-6。井底车场的形式选择连接井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称为井底车场,是连接提升和井下运输两个环节的关键部分,是矿井生产的咽喉。所以,井底车场设计是否合理,直接影响着矿井的安全和生产。按照矿车在井底车场内运行特点,井底车场可分为:环行式和折返式两大类型。由于提升方式,井筒形式,大巷运输方式及大巷距井筒的水平距离等不同,井底车场的形式也各异。巷道形状支护方式断面积(m2)设计尺寸(m)净周长(m)喷厚(mm)净掘顶高底宽半圆形锚喷14.811150煤层群的联系当煤层群倾角比较大,各煤层平巷为水平布置时,常采用石门联系。即区段、轨道集中巷与各煤层群回风平巷以石门联系。区段运输平巷通过溜煤眼和石门与各煤层超前运输巷联系。这种施工方式施工方便,可以利用区段石门布置采区中部车场,辅助运输环节少,人员行走不便,但是当煤层倾角较小时,石门很长,掘进工程量大。石门不容易维护,且石门辅助输送机运煤,公用设备较多,所以它一般用于设备倾角大于15º~20º的煤层。本设计矿井井田范围内共有三层可采煤层,即23#、48#、54#煤层。采区划分盛和矿井田走向长度大,所以第一水平划分为三个采区,采用后退式采煤法。把井田划分成采区时,应考虑下列原则:1.采区划分要考虑采区接续关系,便其储量分配;要适当充填,使分区充填,分区通风的联系巷道尽量缩短;2.根据<<煤炭工业矿井设计规范>>,采区宜双面布置,当受地质条件限制时或安全上有特殊要求时,可单面布置;如果井田走向长度不大,两翼均不超过1500m,可以不划分采区,直接从井田边界进行后退式回采。3.采区走向长度根据煤层地质条件,开采机械化水平,采区储量,生产能力与巷道维护等因素综合考虑;初步设计一般负责划分第一水平全部采区,故需要沿井田走向全长统一考虑,作到初后期统筹兼顾,不但要全井合理,更要有利于初期;4.采区划分既要有意识地缩短大巷,又要充分注意人为境界外延的可能性;对于煤层稳定,开采条件好,生产能力大的采区,走向长度要适当加大;5.为了充分发挥综合机械化效能,减少搬家次数,提高效率和回采率,减少采区煤柱损失,凡是厚度稳定,适合于综机开采的部分要单独划分出采区;6.开采多煤层的井田,应尽量联合布置采区,搞集中生产;对于自然发火倾向强烈的煤层或围岩压力大,难于维护的矿井,采区尺寸要适当缩小;7.初期采区尺寸要适应目前输送机的实际长度及电压降的控制范围,后期采区尺寸可逐步加大根据该设计井田的地质构造及煤层赋存等因素。结合上述采区划分原则,本设计矿井第一水平划分为三个采区,分别为一采区,二采区,二采区和三采区,如图所示。图3-7采区划分示意图3.4井硐布置和施工井硐穿过的岩层性质及井硐支护1.盛和矿矿井筒穿过的岩层性质如下:基岩段:细砂岩,粉砂泥质岩。2.盛和矿井采用双立井开拓方式,布置两个井筒,井筒穿过的岩石大部分为粉砂岩,有少部分的细砂岩和中砂岩。本设计井筒支护形式为混凝土整体灌注式,主副井井壁厚度均为450mm确定主副井筒支护方式如下:表土段:混凝土砌碹;煤层段:料石砌碹;基岩段:锚喷支护。井筒布置及装备:提升容器与井筒装备、井壁之间的安全间隙;井筒装备的类型和规格;桶子间的平面尺寸、管路及电缆的规格、数量和布置;提升容器的种类、数量、外形尺寸;井筒通过的风量;:井筒平面内布置提升容器时,所允许的间隙不应过小;作为安全出口的立井井筒,当井深超过300m时,易每隔200m左右设置一个休息点;箕斗提升的井筒不应兼作风井;合理利用井筒断面,力求做到紧凑、投资少、施工方便、生产安全可靠。立井井筒装备包括:罐道、罐笼、罐道梁、梯子间、罐路、电缆、井口、井底金属支撑结构、托管梁、电缆支架、过巷装置等。合理利用井筒断面,力求做到紧凑、投资少、施工方便、生产安全可靠。井筒断面布置应全面考虑井筒围岩性质、运输方式、通风安全等因素,应该符合以下原则:1.合理使用断面空间,减少井筒工程量;有利于井筒检修、维护、清扫和人员通行安全;2.当提升容器发生事故,对井筒中各种管线或其他设备的破坏减小到最低程度;3.符合《煤矿安全手册》《煤炭工业矿井设计规范》,对通风、运输、管线布置的要求,满足施工需要。根据盛和矿的矿井生产能力、服务年限、提升方式等实际情况,井筒按有关规定布置运输设施及辅助设施,采用断面尺寸如下:井筒延伸的初步意见盛和矿设计第二水平在原井筒处延伸,从-200水平延伸至-550水平。井筒延伸方案主要有以下两种:方案一:直接延伸原有主副井优点:可以充分利用原有设备和设施,提升系统简单,转运环节少,经营费用低,管理方便;缺点:原有井筒同时担负生产和延伸任务,施工和生产相互干扰,接井技术难度大,矿井将短期停产;延伸两个井筒的施工组织复杂,延伸后提升长度增加,提升能力下降;方案二:暗斜井延伸优点:生产与延伸相互干扰小,暗斜井做主井,系统简单,提升能力大,可充分利用原有井筒提力;缺点:增加了提升、运输环节和设备;通风系统复杂。项目名称立井延伸暗斜井井筒主井350×3000×10-4=1051200×1050×10-4=126副井350×3000×10-4=1051200×1150×10-4=138多开凿出的石门开凿510×800×10-4总计2369通过上述两种方案比较,根据井筒延伸原则及本井田煤层赋存特征,和本矿井生产运输能力的需求,初步考虑采用立井延伸。井底车场及硐室井底车场形式的确定及论证井底车场可分为环行式井底车场和折返式井底车场,环行可分为卧式、斜式、立式三种基本类型;折返式可分为梭式和尽头式。影响选井底车场形式的因素:1.井田开拓方式:井底距主要运输巷道的距离远时,可选用刀式环行车场或尽头式折返车场。2.大巷运输方式及矿井生产能力:年产90万t及以上矿井,通常采用底卸式矿车运煤,应选择折返式车场。3.地面布置及生产系统:要根据铁路站线与井筒相对位置、提升方位角,结合井下主要运输巷道方向,选择车场形式。4.不同煤种需分运分提的矿井:井底车场应分别设置不同煤种的卸载系统和存车线路。井底车场的布置、储车线路、行车线路的布置长度1.确定存车线长度是井底车场设计中的重要问题,如果存车线长度不足,将会使井下运输和井筒提升彼此牵制,影响矿井生产能力;反之,如果存车线过长,会使列车在车场内的调车时间增加,反而降低了车场通过能力,并增加车场工程量。根据我国煤矿多年的实践经验,各类存车线可以选用下列长度:(1)副井空、重车线长度,大型矿井按1.0-1.5列车长;(2大型矿井的主井空、重车线长度各为1.0-1.5列车长;(3)调车线长度通常为1.0列车和电机车长度之和;2.存车线长度的计算:(1)主副井空、重车线计算公式如下:L=m×n×L1+N×L2+L3(3-1)式中:L——空重车线长度,m;N——每列车的矿车数,辆;M——列车数,列;L1——个列车带缓冲器的长度,m;L2——每台电机车长度,m;L3——列车制动距离,m;N——电机车数量,台.①主井:m=1列,n=16辆,L1=4m,N=2台,L2=4.5m,L3=10m则:L=1.0×16×4+2×4.5+10=,取L=90m②副井:m=1列,n=25辆,L1=2m,N=1台,L2=4.5m,L3=15m则:L=1×25×2+1×4.5+15=69.5,取L=70mc、调车线长度:L=1×20×4+2×4.5+8=87m,取L=90m②材料车线长度L=n×L1(3-2)式中:n——容纳材料的车数,取10台L1——材料车长度,为2mL=10×2=20m根据实际需要,开设水泵硐室和变电所,取材料车线长40m。3.5.3井底车场通过能力验算矿井日产煤2800t,矸石量占15%,日运量为420t,掘进煤占8%,日运量为224t;3t底卸式矿车运量占95%,为2660t。每日3t底卸式列车数=2660/(3×16)=列,每日1t煤矸混合列车数=(420+224)/(7×1+16×)=18列,则列车数比为/18≈3/1富余系数符合要求。调车方式:3t底卸式列车厢采用调度机车辅助调车,各列车运行详见井底车场运行图3-10。井底车场主要硐室主井有矿车卸载站硐室、井底煤仓装载硐室、清理散煤硐室等。副井与井底车场连接处设有中央水泵房,中央变电所,水仓及清理水仓硐室。中央水泵房与中央变电所联合布置,使供电距离缩短,水仓用人工清理,采用1t矿车,用罐笼提升外运。其它硐室设有调车室、医疗室、机车维修房、消防材料室、等候室、工具室等。开采顺序开采煤层群时,各煤层的开采顺序分为上行式和下行式。合理的开采顺序应满足下列要求:1.便于防治灾害,保证生产安全可靠;2.减少巷道掘进及维护工作量,合理集中生产,充分发挥机械设备的能力,提高技术经济效益;3.在考虑煤层采动影响关系的前提下保证开采水平、采区、采煤工作面的正常接替,以保证矿井持续稳产高产。图3-11调度图表沿井田走向的开采顺序根据盛和矿的煤层分布及设计生产能力,先开采距离井筒近的一采区,然后是西部的二采区,最后采东部的三采区。沿煤层倾向的开采顺序本矿井设计总体采用下行式开采。在开采的时候,为早达产,将首先先开采23#煤层,由23#,48#,54#三层煤采用联合布置,故开采顺序依次为23#,48#,54#。3.6.3采区接续计划根据井田的自然条件,以断层为界,将该井田第一水平划分为3个采区,见前面采区划分示意图。表3-10采区接续图表3.6.4“三量”控制情况1.矿井开拓煤量的确定开拓煤量是指井田范围内已掘进的开拓巷道所圈定尚未采出的可采储量。开拓巷道包括:主井,副井,风井,井底车场,主要石门,运输大巷,采区石门等等。采用集中大巷和采区石门开拓.集中大巷应掘过采区石门50m,采区石门应掘至上部煤层,才可将石门划入计算范围之内。《煤炭工业矿井设计规范》规定,开拓煤量可采期一般为3~5年以上。可按下式计算:Zd=(Zog-Zg-Pdd)×C式中:Zd―开拓煤量,Mt;Zog―已开拓范围内的地质储量,Mt;Zg―地质损失,是因为地质及水文地质条件不利所造成的损失,包括含水大、煤层厚度小、断层多等原因不能采出的储量,Mt;C―采区回采率,%;Pdd―开拓煤量可采期内不能开采的煤量,指留设的临时和永久煤柱,Mt。本设计井田采用集中大巷和采区石门开拓,开拓煤量指集中大巷掘进过采区石门50m,采区石门应掘至上部煤层那部分可采储量,本设计矿井的开拓煤量计算:ZK=(8.93-0.8-1.2)×t2.准备煤量的确定准备煤量是指只开拓煤量范围内已完成开采所必须的采区运输巷道,采区回风巷道,采区上山,区段石门及采区车场等掘进。掘进工程所圈定的可采储量,也就是矿井已生产和准备的采区包有的可采储量。《煤炭工业设计规范》规定,准备煤量可采期一般为1年以上。可按公式计算:式中:Zp=∑(Zpg-Zg-Zd)×CZp―准备煤量,Mt;Zpg―各采区所圈定的工业储量,Mt;Zg―采区内的地质损失,Mt;Zd―呆滞煤量,即在准备煤量可采期内不能开采的煤量,Mt;本设计矿井的准备煤量:Zc=(2.48-0.26-0.32)×t3.回采煤量的确定回采煤量是准备煤量范围内已为采煤巷道所圈定的可采储量。也就是已生产和准备接替的各采煤工作面尚保有的可采储量。当采煤工作面受开采程序限制,暂时不能开采时,不能计入采煤煤量。《煤炭工业设计规范》规定,回采煤量可采期一般应在6个月以上。回采煤量=工作面走向可采长度×工作面倾斜可采长度×设计采高或采厚×工作面回采率根据有关规定,开拓煤量、准备煤量、回采煤量都应该有一定的可采期。设计矿井可采期的计算:(1)开拓煤量可采期=移交当时的÷(0.9)=7.3年>5年,满足要求;÷0.075=24个月>1年,满足要求;÷0.075=5.4个月,满足要求。在一般情况下,矿井三量符合上述规定即能达到平衡,并有一定的合理储备,但其为概括性指标,三量可能符合要求但不一定满足接续要求,所以三量只可作采掘关系的参考指标。经过以上计算可“三量”及可采期满足设计规范要求,可以移交生产。第4章采区巷道布置与采区生产系统采区概况设计采区的位置、边界、范围、采区煤柱本设计采区为二采区,位于井田西部。西部以正F30断层为界,东部以正F9断层为采区边界。浅部以+150标高为界,深部以-200标高为界。走向长1800米,南北倾斜长1018米,采区面积为1.24平方千米。采区煤柱包括采区范围内的巷道煤柱以及采区边界煤柱、断层煤柱、隔水煤柱等。按其作用和性质可分为护巷煤柱和隔离煤柱两大类。本采区采用集中上山联合开采,采区煤柱包括采区范围内的巷道煤柱、采区边界煤柱、断层煤柱和隔水煤柱等,采区煤柱留设如下:各煤层在采区边界留设15m煤柱,井田境界处留设20m保护煤柱;采区地质和煤质情况采区生产能力、储量及服务年限采区煤层全部可采,根据几何法求得工业储量为,可采储量为Mt吨Mt/a,则本采区服务年限Tn=C×Z/A,经计算得服务年限为11a。采区巷道布置区段划分盛和矿二采区采用走向长壁采煤法,划分则以工作面长度为标志。工作面长度为190米,采区倾斜长度为1018米左右,则采区共划分为5个区段进行开采。初期投产采用分区对角式通风,设立专门的回风井回风。本采区煤层系典型的缓倾斜中厚煤层,应用综合机械化采煤工艺开采,达产需要一个工作面开采。工作面长度的确定:Mt/a,一个工作面达产确定工作面长度的公式如下:A0=L×l×M×r×c式中:A0工作面年生产能力,t;L工作面年推进度,m;l工作面长度,m;M煤层厚度,m;r煤的容重,t/m3;c回采率,取0.93~0.97;二采区采用下行式开采顺序,即先采上部煤层,后采下部煤层。采用综合机械化采煤工艺,“三八”工作制,三班采煤一班准备,日进7刀。截深取,年工作330d采区达产需要一个工作面900000=l×1848××××l=190m采区上山布置采区的上山不仅要充分考虑采区的服务年限,煤层厚度,顶底板岩性,瓦斯涌出量等因素,要使设计的采区上山在技术上可行,经济上合理。上山条数的确定根据新板《煤炭工业矿井设计规范》规定,设计三条上山,即轨道上山,运输上山和回风上山。采区的上山可以布置在煤层中,也可以布置在煤层底板的岩层中,还可以两种相互结合,根据实际情况来确定。根据本盛和矿顶底板岩性等实际情况,结合上述煤层上山和岩石上山的情况,本设计采区就上山布置方式提出如下三种方案:方案一:三条煤层上山方案二:三条岩石上山方案三:两岩一煤上山下面对于这三种采区上山布置方案进行技术评价。①三条岩石上山布置方案:将轨道、运输、回风上山布置在煤层底板岩石中,对于本采区,该方案在技术上适合本采区。两岩一煤上山布置方案:将运输上山和轨道上山布置在煤层底板岩石中,将回风上山布置在煤层中,该方案在技术上可行,但考虑本矿实际情况,将此方案排除。③三条煤层上山布置方案:将轨道、运输、通风上山布置在23#煤层中,由于受采动影响,维护这三条上山较为困难;且留设大量保护煤柱。故该采区布置三条煤层上山的方案在技术上不合理。经过分析将轨道、运输、回风上山布置在煤层底板岩石中,对于本采区,该方案在技术上适合本采区。采区车场布置采区上部车场和中部车场均采用平车场。采区下部车场采用大巷装车、顶板绕道甩车场。运输大巷位于煤层底板岩石内,大巷、轨道上山均采用600mm轨距,大巷用10t架线式电机车牵引,列车由16个矿车组成。上山辅助运输由绞车牵引1.0t固定式矿车完成。车场与大巷铺设24kg/m钢轨。设计步骤:1装煤站场设计电机车参数表表6-1型号轨距电机型号额定电压外形尺寸JKB10-6/250600mmZQ-21550V4500×1090×16502.大巷运输及辅助运输矿车型号确定(1)3.0t底卸式矿车特征:型号,—6。(2)1.0t固定式矿车特征:型号,—6。3.确定矿车台数架线式电机车总台数7台,每组运煤列车矿车数确定为16辆,本设计矿井有3列运煤列车,则正常运行3.0t底卸式矿车台数:n0=16×3=48辆;备用及检修的台数n′=48×t底卸式矿车:n=n0+n′=58辆。采区运输设备的选择选择刮板输送机型号为:SGB630/200,具体特征见表6-2:表6-2工作面刮板输送机特征表型号SGB630/220电动机型号YBKYSS-55/110长度160m功率110×2输送量450t/h电压660/1140中部槽1500×630×222速比选择转载机型号为:QZP-200/600,具体特征见下表6-3。表6-3转载机特征表:产品型号运量t/h运距m带宽mm带速m/s电机功率Kw传动滚筒直径(mm)托辊直径(mm)整机重量(t)QZP-200/60020020600400108根据采区的输送能力,选择SSJl200/3×200型可伸缩带式输送机,具体特征见表6-4。表6-4可伸缩胶带输送机特征表型号输送量(th)带宽(mm)带速(m/s)最大输送长度(m)主电机功率(Kw)传动滚筒直径(mm)托辊直径(mm)倾角相(º)SSJl200/3×200150012001500200×3Ф830Ф133/Ф159±66.2矿井提升系统提升方式本设计矿井为主、副立井提升方式。主井井筒直径,一水平标高-250m,提升高度为350m,服务年限65年。选用钢丝绳罐道,重锤拉紧方式,多绳箕斗提升。主井担负矿井提升煤炭任务。副井井筒直径,一水平提升高度350m,采用刚性组合罐道,罐笼提升。副井主要担负提矸、全矿井人员升降、下放材料(长材除外)等任务。矿井主提升设备的选择及计算矿井生产能力:/a、2800t/d;工作制度:年工作330d,“三八”工作制,矿井净提升16小时;水平标高:+150m,一水平-200m.(1)提升容器选择矿井提升系统主要包主井提升系统和副井提升系统,设备选型过程以及各种特如下:1.主井:采用两对9t多绳摩擦式提升箕斗型号为JDG-9/135×4,标准箕斗选择过程如下;2.副井:采用1t双层4车罐笼。(2)钢丝绳罐道的选择主井采用一对9t多绳摩擦式箕斗提升表6-5型号JDG-9/135×4名义载煤量t9有效容积m310提升钢丝绳直径mm最大终端载荷KN440绳间距mm300自重kg11600——次经验提升量,t/次;A——矿井年产量,Mt/a;C——主提升设备的提升不均衡系数,有井底煤仓时为1.10—1.15;af——富裕系数,主提升设备对第一水平留有1.2富裕系数;br——提升设备年工作日数,取330天。TJ——提升时间,h.提升时间TJ的计算过程如下:,TJ——经验提升时间,sa——提升加速度,取0.7m/su——提升容器爬行阶段附加时间,取10s.θ——提升容器每次提升终了后的休息时间,取12s.H——提升高度m==s校核N——提升电动机估算功率,KWQ——一次提升容量,㎏V——标准速度,m/sΗ——减速器的传动效率,取η=0.95K——矿进阻力系数,箕斗取1.15E——动力系数,箕斗取1.2G——重力加速度,取9.8m/s=1922KW表6-8提升机的技术特征表型号JK—电动机功率2×1000KW卷筒数量1个卷筒宽度2000㎜卷筒直径2800㎜提升速度8m/s最大提升高度1258m传动效率选用的提升机功率为2×10000=2000kw﹥1922Kw符合。

第7章矿井通风与安全通风系统的确定概述盛和矿是低瓦斯矿井。井田范围内煤有自燃倾向,自燃发火期为4个月左右。依据煤尘爆炸指数及瓦斯鉴定表和邻近矿井的实际开采情况,瓦斯含量,由浅到深逐渐增加。良好的矿井通风系统对井田开采具有重要意义,且与整个矿井的开拓布置有紧密联系,对保证矿井安全生产、提高经济效益具有深远的意义。矿井通风系统按进风井和回风井在井田内的位置不同分为中央式,对角式、混合式以及区域式。本设计矿井年生产能力0.9Mt,井田走向长,瓦斯含量低,煤层赋存深,地质条件较为简单,参照新的规程采用分区对角式通风系统,具有井巷工程量小,初期投资省的优点。风量计算和风量分配风量计算生产矿井的风量应该按采煤、掘进、硐室及其它实际需要风量的总和进行计算。每一工作地点每人每分钟供给风量都不得少于4m3矿井风量备用系数为。矿井风量按上述进行计算后,还应根据邻近或类似矿井经验按实际需要配风进行校核。1.采煤工作面需风量的计算:采煤工作面的风量应该按下列因素分别计算,取其最大值。(1)按瓦斯涌出量计算Qwi=100×Qgwi×kgwi式中Qwi——第i个采煤工作面需要的风量,m3/min;Qgwi——第i个采煤工作面瓦斯绝对涌出量,m3/min;kgwi——第i个采煤工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,它是该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与平均值之比。通常机采工作面取kgwi~1.6;炮采工作面取kgwi~2.0;水采工作面取kgwi~3.0。Qwi=100×Qgwi×kgwi=100××1.2=180m3/min;(2)按工作面进风流温度

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