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文档简介
目录
第一章概况..........................................-1-
第一节工作面位置及井上下关系........................-1-
第二节煤层及煤质...................................-1-
第三节煤层顶底板...................................-2-
第四节地质构造.....................................-2-
第五节水文地质....................................-2-
第六节影响回采的其他因素...........................-3-
第七节储量及服务年限...............................-3-
第二章采煤方法.......................................-4-
第一节工作面基本情况...............................-4-
第二节采煤工艺....................................-5-
第三节设备配置....................................-7-
第三章顶板管理........................................-8-
第一节支护设计.....................................-8-
第二节工作面顶板控制...............................-10-
第三节工作面正、副巷及两端头支护..................-11-
第四节矿压观测...................................-13-
第四章生产系统.......................................-13-
第一节运输....................................-13-
第二节“一通三防”与安全监控........................-14-
第三节排水......................................-20-
第四节供电系统....................................-20-
第五节通信照明...................................-26-
第五章劳动组织及主要技术经济指标.....................-27-
第一节劳动组织...................................-27-
第二节作业循环...................................-28-
第三节主要技术经济指标.............................-28-
第六章煤质管理.......................................-29-
第七章安全技术措施...................................-29-
第一节一般规定....................................-29-
第二节顶板....................................-30-
第三节防治水....................................-31-
第四节爆破....................................-32-
第五节“一通三防”与安全监控.......................-33-
第六节运输...................................-37-
第七节机电...................................-39-
第八节其它....................................-44-
第八章避灾路线......................................-48-
第一章概况
第一节工作面位置及井上下关系
一、工作面位置及四邻关系
回采工作面位于北区轨道巷以西,东为北区轨道巷,其西、北、南均
为实体煤。工作面标高为1010-1070m,走向长度705m,倾向长度150m,面
积为105750m2o
二、地面相对位置
地表相对位于娄家岭村北400nl处,无任何建筑,形态为中山区,地表
为松柏树林、灌木丛,地面标高为H60-1290m,工作面上覆基岩厚150-220m。
三、回采对地面及其它工作面的影响
因工作面上覆盖基岩较厚,回采过程中不会对地表产生影响。本工作
面周围均为实体煤,回采不会对其四邻造成任何影响。
第二节煤层及煤质
一、煤层厚度及产状:本工作面范围内煤层厚度1.7-2.1m,平均厚度
1.8m,煤层变化情况不大,在煤层下部距底板0.5m有一层0.3—0.5m泥岩
夹石干。本煤层走向NW15。,倾向NE75。,煤层倾角在3。-10°之间,平均
6°左右。
二、煤质:煤层为半亮型煤,煤种牌号为l/3JMo
三、煤质指标:Mad=0.83%Ad=13.45%Vadf=36.71%Qb.d=30.13%
GRI=95St,d=0.47%Y=24mm容重为:1.31t/m3
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第三节煤层顶底板
煤层基本顶:为k8砂岩,厚度为3-15m。为灰白色中粗粒长石石英砂
岩,中厚层状,钙质胶结,致密坚硬,裂隙不太发育,岩层稳定。
直接顶:为0-5m厚的泥岩、砂质泥岩。为深黑色,致密性脆,局部夹
薄层细砂岩。
伪顶:为0-0.5m厚的碳质页岩,局部含有一层0.3m左右的煤线,随
采随落。
直接底:为5m厚的泥岩、砂质泥岩。为深黑色,致密较硬,上部有一
层薄层状软泥岩,遇水膨胀为泥状。
老底:为4.0m厚的细中粒砂岩。为深灰色,致密较硬,含云母碎片,
水平层理。
附图I:煤层综合柱状图
第四节地质构造
本工作面为一单斜构造,走向NW15。,倾向NE75。,煤层倾角在3。
-10°之间,平均6。o
第五节水文地质
能够影响到本工作面回采的含水层主要为2#煤上部k8、k9砂岩弱含水
层,含有裂隙水,本工作面的正常涌水量为0.5T.5nr7h,最大涌水量为
3m3/ho
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第六节影响回采的其他因素
瓦斯:绝对涌出量3.27m3/min。
二氧化碳:绝对涌出量0.92
煤尘:煤尘爆炸指数为33.8-36.93%,具有爆炸危险性。
煤层自燃等级:II级
冲击地压:本工作面煤层不具有冲击地压倾向性,且采深及推进速度
等都不具诱发冲击地压,不会对工作面回采造成影响。
地质部门对工作面回采的具体建议:
1、工作面在回采有夹讦的煤层时,必须制定专项措施,加强支护。
2、2#煤层煤尘具有爆炸危险性,生产过程中应加强防尘的管理,确保
煤尘不积聚。
第七节储量及服务年限
一、储量计算:
工作面可采面积:(705-32)X150=100950m2
容重:1.31t/m3回采率:95%
工业储量:100950XI.31X1,7=224816t
可采储量:224816X95%=213575t
二、服务年限
服务年限:可采储量/设计月产量;213575/24676=8.6个月
-3-
第二章采煤方法
本工作面为走向长壁,轻型综合机械化采煤方法,工作面采用
ZY3100/10/21两柱支撑掩护式液压支架支护顶板,采用全部垮落法处理采
空区。
第一节工作面的基本情况
一、工作面基本情况:
工作面正、副巷均沿煤层走向布置,回采工作面正巷长为739m,回采
工作面副巷长为705m,开切眼长为150m。
、工作面基本参数:
断面尺寸:
断面支护长度
巷道名称(宽X高)位置用途
形状形式m
m2
工作面正锚杆、锚北区轨进风、
矩形2.8X2,1739
巷索道巷西运煤
工作面副锚杆、锚北区轨回风、
矩形2.8X2,4705
巷索道巷西运料
工作面锚杆、锚北区轨回采时
矩形5.0X2,3150
开切眼索道巷西开切眼
附图H:巷道布置及四邻关系示意图
附图ni:巷道断面示意图
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第二节采煤工艺
一、工作面回采工艺流程:
端头斜切进刀一落煤、装煤一推溜一清煤一移架放顶。
二、采高、循环进度
本工作面煤层厚度为1.3-2.1m,平均厚度1.7m,一次采全高,工作面
采高最低不低于1.4m,采高最高不得超过1.9m。循环进度为0.6m。
三、各工序施工工艺:
1、落煤、装煤:
工作面破煤、装煤采用MG150/345-W型双滚筒采煤机,其滚筒直径为
1.2m,截深0.6m。采煤机牵引方式为液压无极调速,齿轮销排式无链牵弓
进刀方式采用端头斜切进刀,即采煤机由机头(尾)斜切进刀,行走
20—30m,待前后滚筒全部切入煤壁达0.6m后,机组再反向割三角煤,待
割透煤壁,然后反向牵引正常割煤,前滚筒割顶煤,后滚筒割底煤,双向
割煤,即采煤机往返一次为两个循环。
附图IV:采煤机割煤及进刀方式示意图。
2、运煤:
工作面选用SGZ-630/320型封底式刮板输送机,回采工作面正巷采用
SGB—630/40T型刮板输送机转载及SSG—800可伸缩胶带输送机运到北区皮
带巷,再由SSG-1000可伸缩胶带输送机运到集中皮带巷,然后通过
SSG-1000胶带输送机将煤运至主井煤仓,主立井采用ZJK-2.5/H.5E绞车
提升至地面再经过SSG-800胶带转载机将煤运至地面储煤场。
3、推溜
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采煤机进刀后,即可顺序推溜至煤壁。推溜要求:
(1)推溜必须同一方向进行,严禁从两头向中间推溜;
(2)推过的溜子必须成直线,弯曲段不少于15m,保证溜子平、直、
稳。
(3)移机头和机尾时,必须滞后采煤机后滚筒15m。进刀后机头和机
尾必须一次移到位。
4、清煤:
推过溜子后,及时将支架间推溜千斤顶槽内的浮煤清理干净。5、移
架:
本工作面采用ZY3100/10/21两柱支撑掩护式支架,移架采用邻架手动
控制,顺序移架。
工作面移架采用追机作业,采煤机割煤后,支架采用擦顶带压移架。
移过支架后,操纵升柱手柄立即升架,并操纵平衡千斤顶,使支架顶
梁接顶严实。要求:
(1)支架初撑力不低于2609.2KN。
(2)移过的支架成直线,其偏差不超过±50mm,支架中心距1.5m,其
偏差不超过±100mm。
(3)支架顶梁应尽量保持与顶、底板平行,其最大夹角不大于7。。
(4)相邻两支架错差不超过顶梁侧护板高的2/3,支架不挤、不咬,
空隙不得超过200mm。
(5)最大端面距小于340nlin。
四:工作面正规循环生产能力:
-6-
DW=LXMXHXYXK
式中:L=工作面长度150m
M=采高1.7m
H=采煤机截深0.6m
Y=容重1.31t/m8
K=回采率95%
D循=150X1.7X0,6X1.31X95%=190t
第三节设备配置
设备配置表:
电动机
序号设备名称设备型号台数安装地点
电压V功率kw
1采煤机MG150/345-W1台1140345工作面
2刮板输送机SGB-630/3201部1140320工作面
回采工作
3转载机SGB-630/40T1部66040
面正巷
回采工作
4皮带SSJ-8001部66050
面正巷
回采工作
5回柱绞车JH-221台66022
面正巷
北区轨道
6乳化液泵BRW200/31.51套660125
巷
回采工作
7调度绞车JD-253部6603X25
面副巷
回采工作
8水泵1台6604.4
面正巷
9基本支架ZY3100/10/2196架工作面
10过渡支架ZYG3100/11/244架工作面
附图V:工作面设备布置示意图
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第三章顶板管理
第一节支护设计
一、支架选型
根据工作面顶、底板岩性及有关技术资料,工作面选用ZY3100/10/21
两柱支撑掩护型支架。其基本参数为:
支撑高度:1000-2100mm
支架宽度:1420mm
支架中心距:1500mm
支架初撑力:2609.2KN
支架工作阻力:3100KN
端面距:250mm
移架步距:600mm
支架额定支护强度:0.51-0.57Mpa
泵站压力:31.5Mpa
支架对底板的比压:1.13-1.29Mpa
中间架顶梁长度:3195mm
过渡架顶梁长度:3295nmi
支架操作方法:邻架操作
1、支架压力计算
Pn=72.3Hm+4,5Lp+78.9BcT0.2N-62.1
式中:Pn—液压支架单位面积上所承受的额定支护强度
-8-
Hm一采高取1.7m
Lp一基本顶同期来压步距取15m
Be—控顶宽度(端面距加控顶宽度)0.25+3.295=3.545m
N一充填系数(直接顶厚度/采高)2.5/1.7=1.47m
则:Pn=72.3X1.7+4,5X15+78.9X3,545-10.2X
1.47-62.1=393.02KN/m=0.40Mpa
支架支护强度为0.51Mpa,因工作面顶板实际支护强度为0.40Mpa小
于液压支架的额定支护强度,故所选支架符合要求。
2、额定支护强度下液压支架工作阻力
Fs=Pn(ScXBc/Kc)
式中:Fs—液压支架工作阻力
Sc—液压支架中心距,取1.5m
Ke—液压支架的支撑率,取0.9
Be—控顶宽度3.545m
则:Fs=409.01X(1.5X3.545/0.9)=2417KN
工作面阻力为2417KNV3100KN,故支架符合要求
附图VI:工作面支架布置及平面示意图
二、乳化液泵站
1、泵站选型、数量:
乳化液泵站型号BRW200/31.5型乳化液泵,电机功率125KW,配1500L
乳化液箱一台即两泵一箱。
2、泵站设置位置:
-9-
泵站安设北区轨道巷中回采工作面副巷口往里5m的位置,顶板完好无
淋水,且底板平整的地方。
3、乳化液泵站管理:
(1)乳化液泵和乳化液箱均应水平安装,乳化液箱位置应高于泵体
100mm以上。
(2)开关等设备应安装在无淋水的干燥地点,如不能避开淋水,要妥
善遮盖。
(3)乳化液箱一个月清洁一次,乳化液温度不能超过5(TC。
(4)乳化液泵站工作压力31.5Mpa,流量200L/min,液压泵乳化液(MDT
乳化油)配比为3%—5%o
(5)乳化液泵站工作压力由包机组长负责,每周测定一次,工作压力
不符合要求时,要查明原因立即处理。
第二节工作面顶板控制
一、工作面安装ZY3100/10/21型两柱支撑掩护式支架96架,
ZYG3100/11/24型两柱支撑掩护式过渡支架4架。支架沿工作面直线排列,
两支架中心距1500mni,支架端面距不大于340mm。最大控顶距为4045mm,
最小控顶距3445mmo
二、正常时期的顶板支护形式:
采用追机移架的方式对顶板进行支护。在采煤机割煤后,先移输送机,
再移支架。
支护要求:
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1、工作面应达到动态的质量标准化要求,确保“三直、一平、两畅通二
2、工作面顶板漏顶时,要及时用木料接顶,保证支架接顶严实。
3、工作面支架严禁歪斜、咬架和挤架;否则要及时调整。
三、工作面特殊时期的顶板控制:
(一)来压及停采前的顶板控制
1、工作面基本顶初次来压前,必须编制专门的安全技术措施。
2、工作面基本顶初次来压和周期来压期间,在支架顶梁下打带帽单体
柱,保护支架,增强支护强度。
3、加强上、下端头顶板控制,打好封口柱。
(二)顶板破碎时的顶板控制
在顶板破碎的地段,为了有效的防止顶板冒落、控制煤壁片帮,必须
带压移架。当工作面片帮严重时,应超前采煤机移架,及时支护顶板。
四、初次放顶
工作面支架全部按规定调试合格后,机组割煤、移架支护开始放顶工
作。工作面推进15m后,顶板仍不垮落,或垮落不充分(垮落高度小于采
高1.5倍),则必须另制定专项放顶措施,进行强制放顶。
第三节工作面正、副巷及两端头支护
一、正、副巷超前支护:
正、副两巷超前工作面煤壁线20m范围内采用HDC-700型n梁配合
Dz-25(28)型单体液压支柱进行支护。
皮带巷支柱靠工作面侧距煤壁线0.7m,靠煤柱侧距煤壁0.4mo
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副巷支柱靠工作面侧煤壁线0.6m,靠煤柱侧距煤壁0.6m。
要求:超前支柱钻底量超过100mm时,必须加穿铁鞋,超前支柱初撑
力不低于90KN。严格执行专用带钩小链与柱子连接好,并挂在n梁上,以
防倒柱伤人。
工作面正、副两巷压力增大时,另行制定支护措施,改变支护形式。
二、端头支护
1、工作面端头采用单体液压支柱DZ—22(25)型,柱帽使用HDC-700
口型梁配合支护。
2、单体液压支柱与支架切顶线保持一致,初次来压、周期来压时打双
排柱,必要时增设俄柱。
三、支护材料的规格数量及管理:
名称型号使用数量备用数量
基本支架ZY3100/10/2196架
过渡支架ZYG3100/11/244架
单体支柱DZ-22(25)86根各26根
JI梁HDC—70082根24根
木质板梁2000X200X12030根
圆木①20X200020根
所有备用支护材料全部码放在副巷距工作面150-200m处,不得有淤泥、
积水,且保证顶板完好,材料按类堆放整齐,不超过巷道断面的1/3,不影
响通风及行人,所有支护材料必须进行挂牌管理。
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第四节矿压观测
一、工作面支护质量及顶板动态监测:
工作面从1#架开始每一架安装两支直读式压力表,监测支架立柱的初
撑力情况,每班工人在操作支架时都必须将支架升紧,保证支架的初撑力。
每班验收员对支架初撑力情况进行测量记录。
工作面每隔十架安装一块圆图式自记仪,一个圆班更换一次记录纸片。
此项工作由生产班验收员负责。
二、现场管理措施:
直读式压力表,工作面每推进一个循环,观察记录一次,由每班验收
员负责监测,及时观测支架初撑力进行记录,以上资料由技术员及时收集,
并上报生产科备案。
三、生产科对所汇报的数据进行分析处理,并将处理结果及时反馈到
队组,队组根据分析结果指导生产,加强工作面支护管理,及时掌握工作
面顶板活动规律,根据具体情况及时采取有效的措施,保证支护强度达到
要求,有效控制顶板,确保安全生产。
第四章生产系统
第一节运输
一、运输系统:
1、工作面采用SGB—630/320T型刮板输送机,转载机采用SGB—630/40T
刮板运输机转载和SSJ—800型一部可伸缩胶带输送机。
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2、运料采用调度小绞车、0.75t侧卸式矿车或专用材料车进行运输。
二、设备固定方式:
1、皮带溜子机头、机尾采用压柱固定。
2、绞车安装在副巷车场内,JD-25KW型绞车采用水泥底座固定,回柱
绞车采用压柱固定。
3、各部车场距离坡点1.2m-1.5nl处设一双舌挡车器,其它绞车处各设
置一个移动式挡车器,并备用一个。
三、运输路线:
工作面运煤路线:工作面一回采工作面正巷一北区皮带巷一集中皮带
巷一煤仓一主立井一煤场
工作面运料路线:副斜井一副斜井轨道巷一集中轨道巷一北区轨道巷
一回采工作面副巷f工作面
附图vn:运输系统图
第二节“一通三防”与安全监控
一、通风设施:
1、在回采工作面正巷距北区皮带巷100m的位置、副巷距北区轨道巷
100m处各设一测风站。
2、在回采工作面回风巷测风站处安设风速传感器(FS)一个。
二、工作面风量、风速计算:
1、按气候条件计算工作面所需要风量:
Q采二60X70%XScf义VcfXK采高义K采面长XK温(m'/min)
-14-
3
式中:Q采--------回采工作面需要风量,m/min;
Vcf---采煤工作面的风速,m/s,取1.5m/s
Scf——采煤工作面的平均有效断面积m?(按最大和最小有效断面的平
均值计算)。
K采商一一回采工作面采高调整系数,取1。(根据煤矿矿井风量计算方法,
工作面采高为1.7m,故调整系数取1)
K采面长一一回采工作面长度调整系数,取lo(根据煤矿矿井风量计算方
法工作面长度为150m,故调整系数取1)
K温一一回采工作面温度调整系数,取lo(根据煤矿矿井风量计算方法,
工作面温度〈2(TC,故调整系数取1)
3
Q采二60X70%*1.5义(4.045+3,445)XI.7/2X1X1=399.4m/min
2、按瓦斯(二氧化碳)涌出量计算:
Q=100qk
式中:Q—工作面实际需要风量,mVmino
100一单位瓦斯涌出量配风量,按回风流瓦斯浓度不超过1%,取100计
算。
q一工作面瓦斯(二氧化碳)绝对涌出量,3.27m3/min(根据2010年8
月矿井2#煤层瓦斯涌出量预测研究报告)。
k一工作面瓦斯(二氧化碳)涌出不均匀的各用风量系数,取k=1.2—
1.6,取k=1.6
Q=100X3.27X1,6=523m7min
3、按工作面适宜风速计算
Q=60VS=60XVX(L大+LQH/2
式中:Q—工作面实际需要风量。
V—工作面平均风速。
H一工作面采高,取1.7m
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L大一最大控顶断面面积;取4.045m2
L小一最小控顶断面面积;<3.445m2
Q=6OX1,35X(4.045+3,445)XI.7/2=516m3/min
工作面平均风速按人员舒适条件取1.35m/so
4、按工作面每班工作最多人数计算:Q=4N
式中:Q—工作面实际需要风量,m3/min
N一工作面同时工作的最多人数
Q=4X52=208m3/min
5、按炸药量计算:
二级煤矿许用炸药
每千克炸药供风量410m3/min:
Q采>10A(m3/min)
式中:A---次爆破炸药最大用量(kg),取1kg.
Q*>10X1(m3/min)
Q采>10m3/min
经过上述计算,工作面配风量取最大值523nl'/min。风速符合规定能满
足要求,取整数值回采工作面的风量为600m3/min。
三、通风系统
新鲜风流:
主立井,
副斜井一副斜井轨道巷一集中皮带巷一北区皮带巷一回采工作面皮带
进风巷一工作面
乏风流:
工作面一回采工作面轨道回风巷一北区轨道巷一集中轨道巷一总回风
巷-*回风斜井-*地面
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四、防治瓦斯
1、瓦斯检查:
在副巷距离工作面10m的位置、工作面、上隅角及液压泵站处分别布置瓦
斯检查地点,每班检查3次。
当工作面风流中瓦斯浓度达到1%时工作面必须停止生产,带班长、瓦
检员必须将所有人员撤到进风侧新鲜风流处,并及时汇报调度室,查明原
因进行处理。只有瓦斯浓度降到1%以下,方可恢复生产。
2、瓦斯监测:
(1)安设瓦斯探头三个:
在回采工作面副巷距工作面10-15m范围内安设一个瓦斯探头(T。),监
测工作面瓦斯浓度,其瓦斯报警浓度21.0%,断电浓度N1.0%,复电浓度
<1.0%0断电范围为工作面及回风流中所有非本质安全型电器设备。
在回采工作面上隅角封口柱处安设一个瓦斯探头(「),监测工作面瓦
斯浓度,其瓦斯报警浓度21.0%,断电浓度21.5%,复电浓度<1.0%。断
电范围为工作面及回风流中所有非本质安全型电器设备。
在回采工作面副巷口往里安设一瓦斯探头(T2),监测工作面回风流中
的瓦斯浓度,其报警浓度21.0%,断电浓度21.0%,复电浓度<1.0%。断
电范围为工作面及回风巷内的全部非本质安全型电气设备。
(2)安设一氧化碳传感器一个:
在回采工作面副巷口往里10-15m范围内安设风速传感器、温度传感器、
一氧化碳传感器,一氧化碳传感器监测工作面回风流一氧化碳浓度,一氧
化碳报警浓度为0.0024%o
-17-
当瓦斯探头、一氧化碳传感器报警后,瓦检员立即将工作面及回风巷
内所有人员全部撤到进风巷中的安全地点,并及时上报通风科、调度室进
行彻底处理,确认无任何危险后方可进入工作面。
五、综合防尘
1、供水系统
供水水源来自于地面高山水池(容量800m3),经4寸主管路到回采工作
面工作面正、副巷口,然后变径为2寸管路到正、副巷安全出口,再通过
高压软管及采煤机到工作面,正巷管路负责机组内、外喷雾,副巷管路负
责架间喷雾。回采工作面正、副巷口各安设一个截止阀门,机组内、外喷
雾齐全,覆盖全断面,内喷供水压力不小于2Mpa,外喷供水压力不小于
1.5Mpao
工作面正巷供水路线:
高山水池一副斜井一副斜井轨道巷一集中皮带巷一北区皮带巷一回采
工作面正巷一工作面
工作面副巷供水路线:
高山水池一副斜井一副斜井轨道巷一集中皮带巷一北区皮带巷一集中
轨道巷一北区轨道巷一回采工作面副巷一工作面
2、综合防尘设施布置和安装要求:
(1)架间喷雾
每一支架顶梁上都设有架间喷头,能满足架间喷雾要求。
(2)转载点喷雾:
正巷皮带机头、转载溜子机头、工作面溜子机头各安设一个转载喷雾。
-18-
转载喷雾安装在机头专门架子上,迎风45。固定。上、下隅角封口柱处设
净化喷雾一道。
(3)风流净化水幕:
工作面正巷距顺槽皮带机头后50-80m的两道覆盖全断面风流净化水
幕;
工作面副巷距工作面煤壁20-25-55-85m的四道覆盖全断面风流净化水
幕,其中20-25m的两道风流净化水幕佩带防尘网。
(4)巷道洒水
在巷道内的洒水管路每隔50m安设一个“三通”阀门,配备一条不小
于20m长的洒水软管供巷道洒水灭尘。
3、隔爆设施
(1)隔爆水袋位置:正、副两巷距工作面60-200m处各安设一组隔爆
水袋。(2)隔爆水袋用水量:按巷道断面计算每平方米需200L水量。回采
工作面正巷净断面5.88m2,经计算得正巷用水量1176L,每个水袋容量为
40L,需29个水袋;副巷净断面6.16/用水量1232L,需31个水袋,在此
统一用36个。(3)水袋棚距:1.2-2m,每组三个,共12组。(4)水袋区
长度:不小于20mo
附图vin:通风系统图
附图IX:防尘系统图
附图x:安全监测监控系统(设备布置)图
六、防灭火
在正巷各部皮带、溜子机头上风侧,副巷泵站碉室处各10m范围设砂
-19-
箱一个,砂箱内砂量不少于0.5m3,严禁用其它物料代替,并配备两台灭火
器,一把消防铁锹,并在其上风侧15nl范围内安设消防软管30m。
第三节排水
一、基本情况
1、正常涌水量为0.5-1.5n?/h。
2、最大涌水量3m3/ho
3、回采工作面正巷落差30m,排水距离最长739m。
4、回采工作面副巷落差50m,排水距离最长705m。
二、排水方案的确定
1、工作面情况:根据工作面所测量出的高程可知本工作面的开切眼约
高于北区轨道巷60m,工作面在回采时属下山推进,所以回采过程中的采空
水、淋头水、生产用水不会在工作面积存。
2、排水方案:工作面的水顺着回采工作面正巷、回采工作面副巷直接
流入北区轨道巷内的北区水仓,采用型号为D25-30X5型水泵,连通北区
轨道巷内敷设的3寸排水管路,排入中央水仓。
第四节供电系统
一、工作面简介
工作面位于北区,开切眼150m,回采工作面正巷739m,回采工作面副
巷705m。由2#变电所供电
二、变压器的选择
-20-
1)1号变电站的选择,给采煤机、刮板输送机供电
Op采+P刮=665KW
心=04+0.6袅=0.4+0.6袅=0.4+0.6型
ZE2^pe665=0.7
S_K-E>0.7x665_
cos。皿=0.7-665KW
选KBSGY-800/6
2)2号变电站的选择,给转载机、皮带、回柱绞车、乳化液泵、水泵
供电
转+P皮+P回+P乳+P水=316.4KW
葭=0.4+0.6袅=o,4+0.6巨
乙匕316.4=0,63
S二Kd〉PeQ.63x316.4_
cos亿7n=0.7—284.76KW
选KBSGY-630/6
三、电缆的选择
1.、高压电缆
1)、按经济电流密度选择电缆截面
Ae经济截面积
lea长时负荷电流
Jed经济电流密度
向二台移动变电站供电时,
-21-
33
JJ_(S2iv+S^)xio=981.4X10
calN2N~西一66000=94.4A
A<=出=
,Jed2.254L9mm2
选择型号为MYP-3X50的高压电缆
2)、查表得
2、低压电缆选择
按长时工作电流L选择验算电缆截面
KIP2lcaK取1
1)、干电缆
向采煤机送电的电缆截面95mm2,IP=260AIPNIca
以X1()3345x103
=249.6A
cos0.7
6UN。加=A/31140X
向刮板送电的电缆截面95mm2,iP=260A
乜'I。'320x10,_2315A
△UNcos。恤=V31140x0.7
向皮带、转载机、水泵、回柱绞车送电的电缆截面50mm2,IP=138A
7K1kzpNXU)307X113.4X1()3
Ica=-;=-----------------------=0.506x113.4=57.38A
^3UNCOS(pwm=731140x0.7
2
向乳化泵、调度绞车送电的电缆截面50mm,IP=138A
3
iKd工PCI。'0.7x200xl0ncn,onninio.
Ica=—/=-------------------=0.506x200=101.2A
^J3UNCOS(pnm=731140x0.7
2)、支线电缆
2
向皮带送电的电缆25mm,IP=113A
-22-
33
PNxlO50x10
Ica=----------二—=0.72x50=36A
13UNcos9mti=61140x0.7?〃可用
2
向转载机送电的电缆25mm,IP=113A
L=°-72x°=28.8A,I?'Ica可用
2
向水泵送电的电缆10mm,IP=64A
J=°-72xP=3.168A,-七可用
向回柱绞车送电的电缆10mn?,IP=64A
J=°-72xp=15.84A,-乙可用
2
向乳化液泵送电的电缆25mm,IP=113A
Q=°-72xP=90A%Na可用
2
向调度送电的电缆10mm,IP=64A
&=S72xP=]8A,""可用
四、短路电流计算
电缆参数
-23-
序号型号leaIp长度(km)电阻/km电抗/km电阻电抗
MYP-3X0.0487
zo94.40.650.4120.0750.268
505
UCP-3X249.0.0496
Z12600.720.2170.0690.1562
9568
UCP-3X237.0.0496
Z22600.7200.2170.0690.1562
9558
UCP-3X237.0.0172
Z32600.2500.2170.0690.05425
9555
UCP-3X237.0.0172
Z42600.2500.2170.0690.05425
9555
UCP-3X249.0.0172
Z52600.2500.2170.0690.05425
9565
MYJV-3X57.3
Z61380.8000.4290.0630.34320.0504
508
MYJV-3101.0.0453
Z71380.7200.4290.0630.3089
X5026
MYP-3
Z8361130.1000.8240.0850.08240.0085
X25
MYP-3
Z928.81130.1002.1450.70.21450.0070
xio
MYP-33.16
Z10640.1000.8240.0850.08240.0085
X258
MYP-315.8
Zll640.1000.8240.0850.08240.0085
X254
MYP-3
Z12901130.1000.8240.0850.08240.0085
X25
MYP-3
Z13901130.1002.1450.70.21450.0070
xio
MYP-3
Z1418640.1002.1450.70.21450.0070
xio
MYP-3
Z1518640.1002.1450.70.21450.0070
xio
MYP-3
Z1618640.1002.1450.70.21450.0070
xio
-24-
炉二一e
1.两相短路电流2区)2+小)2
三相短路电流I"1.15x112)
短路电流计算表
名称阻抗小
采煤机0.2450005750
刮板输送机0.2450005750
皮带06
转载机06
水泵0.2813801587
回柱绞车0.2813801587
乳化液泵0.2813801587
调度绞车0.2813801587
600移变0.112532863778.9
80移变0.158737504312.5
五、过流保护装置整定计算
1.馈电开关
过流整定值:CN或IZN%+KX£IN
短路整定值:心=最大容量电机启动时电路最大工作电流,取6。
2.磁力启动器
过流整定值:1";短路整定值:屋=81N
/⑵
K二上
3.灵敏度校验Q,磁力启动器K>1.2,馈电K>1.5
开关整定及校验
-25-
设备名称选择开关IzIdz台数Ks校验
采煤机QJR-400/1140249.61497.61Nl.5
刮板输送机QZJ-400/1140231.513891Nl.5
皮带QBZ-200362881Nl.2
转载机QBZ-20028.8230.41Nl.2
水泵QBZ-803.16825.341Nl.2
回柱绞车QBZ-20015.84126.721Nl.2
乳化液泵BQD-200907202Nl.2
调度绞车BQD-200181443Nl.2
BKDZ-40069.46416.761Nl.5
600移变
BKDZ-400127.8766.81Nl.5
800移变BKDZ-6304n.652469.91Nl.5
附图XI:供电系统图
第五节通信照明
一、皮带巷照明
皮带机头照明:设置单排防爆照明灯,每5m设置“127V.60W”防爆照
明灯一盏。共计:30/5=6盏。
则皮带机头加一台BBM-4.0M的照明综保能满足要求。
二、通信系统
回采工作面正巷皮带、转载机机头各设一个组合电铃及一部电话,回
采工作面副巷在各部绞车处各设一个组合电铃。
附图XII:照明通信系统图
-26-
第五章劳动组织及主要技术经济指标
第一节劳动组织
一、作业方式
本工作面采用“三班生产,交叉班检修”制作业。
日循环6个,日推进3.6m,生产天数27天,月生产原煤27X3.6X150
XI.7X1.31X0.95X0,8=24676吨。
、劳动组织表
出勤人数
工种其他合计
0点班8点班4点班
大队长11
副队长11
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