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文档简介

一、概况(一)巷道名称及长度1、西翼上组辅助运输斜巷设计长度182.5m。(二)编制依据本规程依据西翼上组辅助运输斜巷设计、西翼上组辅助运输斜巷地质说明书及煤矿安全规程编制。(三)地质概况1、煤岩层情况预掘西翼上组辅助运输斜巷,所穿岩层为二叠系下统下石盒子组地层。各岩层岩性及厚度详见地层综合柱状图。岩层产状:268 273 5 9。2、构造情况预掘西翼上组辅助运输斜巷岩层层理发育,在前掘过程中可能遇见中小构造,遇见构造时应加强围岩的管理。(四)水文地质情况该工作面水文地质条件简单,围岩富水性弱。(五)地温情况 该范围地温为34。二、工作面设计(一)工程说明巷道用途运输巷道煤岩类别岩巷剩余工程量182.5m掘进方式钻爆法预计工期3个月凿岩(煤)机具凿岩机巷道类别开拓装载方式耙斗机装岩巷道坡度49111630205733运输方式人力推车、电瓶车牵引绞车运输1、施工特殊要求1)严格按中心腰线施工,控制顶、底板坡度。2)严禁空顶作业,最大控顶距1.8m,遇断层破碎带时为1.0m。2、掘进工艺流程: 上一循环支护结束工作后,撤出工作面所有工具、设备、清理杂物,检查风筒、探头(距工作面距离)是否符合要求。敲帮问顶打眼装药放炮出岩敲帮问顶临时支护挂网打锚杆喷砼文明生产(二)巷道平断面布置图(见设计图)及地层综合柱状图(三)巷道断面与支护1、支护材料说明 巷道荒断面(m2)18.41巷道净断面(m2)17.31锚杆间排距(mm)800800喷射砼厚度(mm)100金属网规格(mxm)1.15.0搭接宽度(mm)100-150绑扎距离(mm)每200mm用12#铁线捆扎一道拧紧,且不少于3圈2、文字说明支护方式的选择1)、施工处顶板采用锚杆金属网联合支护。锚杆采用20等强锚杆,长度为2.2m。托盘1201207(mm),中孔22mm铁板。2)、水泥标号325#。3)、锚固剂23,L=500mm。3、支护强度校核1)、锚杆强度校核锚杆强度根据经验公式计算(1)锚杆长度校核:理论长度 L1=N(1.3+W/10)=1(1.3+5.2/10)=1.82(米)实际长度:Ls=2.2(米)校核: 因为LsL1,所以,锚杆长度满足要求。(2)锚杆间排距校核:理论间排距:D10.5Ls D1 0.52.2=1.1米 D11.1米实际间排距(顶板):Ds=0.80.8米实际间排距(两帮):Ds=0.80.8米校核: 因为 Ds1 所以,锚杆直径满足要求。(4)锚杆拉力(锚固力)校核理论应具备锚固力Q1=KHD2R=22.10.822.5=6.72(吨)实际锚固力Qs经井下实测锚杆拉力大于7吨校核: 因为 QsQ1 所以,锚杆拉力(锚固力)满足要求。上述各式中符号说明:W巷道最大跨度 (5.2米)N围岩稳定影响系数 (取1)K安全系数 (取2)H锚固岩层厚度(2.2米锚杆,锚2.1米)D2锚杆间排距之积(0.64米2)R岩石容重(取2.5吨/米3)2)、喷砼强度校核:理论标准强度:R1:根据采矿设计手册结合我矿巷道围岩情况、生产环节、经济因素考虑,确定喷砼标号(即喷射混凝土标号)为C20,其标准强度R1=18N/2,喷砼配比为水泥:沙子:米石=1:2:2(重量比),喷射混凝土选用硅酸岩标号为32.5#水泥、沙子为中沙、米石直径为5mm,添加速凝剂用量为水泥重量的2.54.0%。实际喷砼强度Rs:我矿设专职人员用回弹仪定期与不定期相结合,对各类平均锚喷巷道进行喷砼强度测试,测试结果表明实际喷砼强度Rs平均值(概率值)大于20N/2,因为R sR1,因此所确定的喷砼标号是合理的。4、工程质量标准1、巷道净宽:中心一侧允许偏差0+100 mm;2、锚杆锚固力:7t;3、喷层厚度:100mm;4、表面平整度:50mm,墙基无裸露;基础深度90mm;5、金属网搭接长度:100150 mm;6、锚杆间排距:800800 mm,允许偏差50mm;7、锚杆外露长度:2050mm(超挖400mm以上补打点锚杆)8、巷道坡度:4、9、11、1630、205733(四)爆破说明书1、表格说明炮眼号炮眼名称眼深(m)角度装药个数装药量(kg)爆破顺序垂直水平1-6掏槽眼2.007956I7-28辅助眼1.8090417.6II29-45辅助眼1.8090413.646-68周边眼1.8090418.4III69-79底 眼1.8870511炮眼总个数79个炮眼总长度143.4m循环爆破进度1.6 m循环火药消耗量66.6kg循环雷管消耗量79个药卷规格L =35200mm每米火药消耗量41.625kg每米雷管消耗量49.375个最大药量(一次)66.6kg2、文字说明:(1)、掏槽方法:水平楔形掏槽;(2)、起爆方法:采用MFB200型起爆器,正向全断面一次起爆。(3)、雷管、火药规格:采用三级煤矿许用乳化炸药及煤矿许用毫秒延期电雷管。(4)、采用光爆的具体措施:、周边眼间距450mm,每孔装药0.8kg,辅助眼间距500mm,每孔装药0.8kg,掏槽排距500mm,成对眼底间距200mm,间距1000mm,每孔装药1kg,底眼间距500mm,每孔装药1kg。、炮眼封泥用水炮泥和黄泥,每个炮眼内至少装2个水炮泥,剩余部分用黄泥封实封严,封泥长度不小于500mm。(5)、联线方式:串联。(6)、不偶合系数1.14。(7)、周边眼间距取炮眼直径10倍。(8)、周边眼最小抵抗线系数0.9。(9)、预期爆破效果:周边成型符合设计规格。(10)、炮眼利用率:0.89。38(五)通风部分第一章 通 风 部 分一、 通风系统及风量1)通风方式及供风距离采用压入式通风,局部通风机安设于西翼轨道大巷(原2#变电所)内,最长供风距离为1300m。2)通风系统新风:西翼轨道大巷局部通风机风筒工作面。乏风:工作面西翼轨道大巷回风立孔西一采区西一采区专用回风巷1#7煤回风巷、北二南翼专用回风巷北二北翼七煤风道、北二南翼七煤风道1#回风石门下采回风上山、上采回风上山、1#回风石门北风井。3)风量计算(1)按同时工作的最多人数计算: Q = 4N=49=36m/min式中:N 工作面同时工作的最多人数。(2)按瓦斯涌出量计算: Q = 125qk=12502.0 =0m/min式中:q 工作面绝对瓦斯涌出量, m/min。巷道为全岩巷道,瓦斯量为0。k 工作面瓦斯涌出不均衡系数,取2.0(3)按工作面一次爆破的炸药量计算: Q=25A=2579.8=1995m/min式中:A工作面一次爆破的最大炸药量,kg(4)工作面风速校核:取工作面需要风量Q =36m/min进行校核如下:A、按最高风速校核Q高=46018.55=4452m/min Q Q高,(工作面风量符合规定)B、按最低风速校核Q低=0.156018.55=166.95m/min Q Q低 ,(工作面风量不符合规定)因此,确定该工作面风量Q = 200m/min;即:Q高 Q Q低说明:由于“”中按炸药量 ( 79.8)计算的工作面所需风量过大,现有局部通风机满足不了风量需要,故不将该项作为确定工作面风量的依据,但要求人员必须待工作面炮烟吹散后,方可进入工作面。4)局部通风机选型根据风量计算结果,工作面设计风量为200 m/min,按百米漏风率2.0%计算,局部通风机供风量不小于257m/min。选用230kW局部通风机,根据其他掘进巷道使用的相同型号、功率局部通风机,确定该局部通风机吸入风量480-620m3/min,能够满足工作面通风需求。5)分流风量确定Q掘=Q扇Ii+15S=5701+1510 =720m3/min式中: Q掘掘进工作面分流风量,m3/min; Q扇局部通风机吸入风量,取570 m3/min; Ii工作面同时通风的局部通风机台数; S局部通风机吸入口至掘进工作面回风流之间的巷道断面,m2。通过上述计算,将本掘进工作面分流风量确定为不小于720m/min。二、压风系统掘进工作面的压风风源由地面压风机统一供风。三、防尘防火系统北风井下采轨道上山-850轨道巷工作面。掘进巷道内每50米设有一处三通阀门,其它巷道内每100米设有一处三通阀门。第二章 “一通三防” 安全技术措施一、局部通风管理1、工作面局部通风机安设位置按图所示,该处进风量必须大于720m/min,并且局部通风机与回风口之间的巷道风速不小于0.15m/s,局部通风机吸风口上风侧10m范围内严禁堆放任何物品。2、该工作面使用800mm胶质阻燃风筒供风。风筒吊挂必须平直、逢环必挂;风筒拐弯处必须设弯头,严禁拐死弯;风筒接头必须实行双反压边、无反接头且严密不漏风。3、在与全风压回风上风侧的第一节风筒上设置卸压三通,以满足工作面排瓦斯工作要求。4、本工作面局部通风机实行“三专、两闭锁”(专用变压器、专用开关、专用电源、风电闭锁、甲烷风电闭锁)和“双风机、双专电源”。每天乙班由施工单位电工负责进行一次“双风机,双专电源”自动切换试验,每五天由机电科、安监处、通风队及施工单位联合进行一次“双风机,双专电源”自动切换试验,确保其功能正常,并有记录存档备查。工作面主局部通风机与同等能力的备用局部通风机自动切换交叉风筒采用直径800mm长5m的抗静电阻燃风筒制作。自动切换的交叉风筒安装在局部通风机出口处,交叉风筒的接头要严密不漏风,并且主局部通风机与备用局部通风机风筒高度保持一致。并距巷道底板高度不小于300mm。5、主局部通风机和备用通风机的电源必须取自同时带电的不同母线段的相互独立的电源,保证主局部通风机故障时,备用局部通风机正常工作。如主局部通风机和备用通风机均失电停止运转后,当电源恢复时,主局部通风机和备用通风机均不得自动启动,必须人工开启局部通风机。6、风筒出口与工作面迎头距离不准大于5m。工作面放炮作业时,风筒末端必须设置不小于3m的硬质风筒。白班延接风筒工作由专职风筒工负责,夜班由瓦斯检查员及工作面班长共同负责。若风筒损坏必须及时进行修补。因风筒损坏造成工作面风量不足时,工作面必须停止工作,撤出人员,对风筒进行更换。7、测风员至少每5天对局部通风机分流风量及工作面末端风量进行一次测定,如果风量不符合规定,必须立即停止工作面作业,查明原因,进行处理,并及时向矿调度、通风队调度汇报。8、局部通风机必须保证正常运转,由施工单位电工负责管理局部通风机,任何人不得随意停开局部通风机。9、因检修或其它原因需要停电时,停电单位必须提前一天提出书面申请并经相关单位签字同意后方可实施,并严格按申请规定停其中的一路电源。当两路电源必须同时停电时,施工单位必须提前通知通风队编制排放瓦斯措施及停送电措施,经矿总工程师组织相关单位会审后,严格按措施规定执行。二、瓦斯管理1、局部通风机必须与掘进巷道内的所有电气设备实行“风电闭锁”, 由机电科、安监处、通风队及施工单位专职电工每五天对“风电闭锁”装置的性能进行一次试验;掘进巷道内的所有电气设备必须实行“甲烷风电闭锁”,信息中心负责每七天必须对“甲烷风电闭锁” 进行一次功能试验,确保其灵敏、准确、可靠,并作好记录存档备查。2、该工作面及其回风流中允许的最高瓦斯浓度为低于0.8%。如果瓦斯浓度达到0.8%时必须停止作业、切断电源、进行处理,如果工作面瓦斯浓度达到1.5%或回风瓦斯浓度达到1.0%必须撤出人员,并向矿调度、通风队调度及有关领导汇报(人员撤至西翼轨道大巷局部通风机处)。3、巷道掘进过程中,若出现高顶,必须及时设置观测管,对高顶内瓦浓度进行检查,并由施工单位负责及时对高顶进行充填。工作面及其回风巷道内体积大于0.5m的空间,积聚的瓦斯浓度达到2.0%时,其附近20 m范围内必须停止作业,撤出人员,切断电源,进行处理。4、因瓦斯浓度超过规定而被切断电源的电气设备,必须在瓦斯浓度降到0.8%以下时,方可由电工人工手动复电。5、工作面或回风流中二氧化碳浓度达到1.5%时,必须停止作业,撤出人员、汇报矿调度,查明原因,并采取措施进行处理。6、工作面设置专职瓦斯检查员,每班对工作面的通风及瓦斯情况的检查、汇报次数不少于3次,发现工作面存在“一通三防”隐患时,必须立即进行处理并及时向通风队调度及有关领导汇报。7、工作面作业时,迎头必须悬挂便携式甲烷检测报警仪,瓦斯浓度达到0.8%时,立即停止作业,进行处理。8、工作面临时停工时不得停风,否则必须切断电源、设置栅栏、揭示警标,禁止人员入内,瓦斯检查员对栅栏外的风流中瓦斯浓度每小班至少要检查汇报一次。9、工作面放炮作业时,必须执行停电制度,并要严格执行“一炮三检”( 装药前,放炮前、放炮后由瓦检员对放炮地点及附近20米范围内的瓦斯浓度进行检查,瓦斯浓度达到0.8%时,不准装药放炮)和“三人连锁放炮”制度(放炮前,放炮员完成装药、连线、检查母线工作后,将放炮警戒牌交给班长,由班长派人警戒,(警戒时严格执行“去二回一”制度) 并亲自检查爆破地点的帮、顶支护情况,符合规定后,将自己携带的放炮命令牌交给瓦检员,瓦检员对爆破地点的瓦斯、煤尘及通风情况进行检查,符合爆破条件时,将自己携带的放炮牌交给放炮员,放炮员发出放炮口哨后,进行放炮。炮烟吹散后,由瓦检员、班组长、放炮员共同进入爆破地点。瓦检员负责检查瓦斯及二氧化碳浓度;班长负责检查巷道帮顶板支护情况。放炮员负责检查是否有拒爆、残爆。通过三人联合检查,确定无问题后,三牌各归其主。如果发现问题必须及时处理)。10、局部通风机因故停止运转在恢复通风前,必须首先检查瓦斯和二氧化碳浓度,只有停风区中最高瓦斯浓度不超过1.0%和二氧化碳不超过1.5%,且局部通风机及其开关附近10m范围内风流中瓦斯浓度不超过0.5%,方可由电工人工启动局部通风机恢复正常通风。11、如果停风区域中瓦斯浓度超过1.0%或二氧化碳浓度超过1.5%,但最高瓦斯和最高二氧化碳浓度均不超过3.0%时,瓦斯检查员必须汇报矿调度、通风队调度和矿总工程师,并与工作面当班班(队)长、安监员、电工一起按如下规定执行:(1)切断回风流所经巷道的所有非本质安全型电气设备电源;(2)撤出西一采区、南一采区内及其回风系统所有人员,并在通往排瓦斯风流所经巷道各岔口设置警戒;(3)在全风压混合风流中的10米处必须悬挂甲烷传感器及便携式检测报警仪;(4)在局部通风机及其开关附近10m范围内风流中瓦斯浓度不超过0.5%的情况下,人工启动局部通风机,并利用排瓦斯“三通”控制送入掘进巷道内的风量,确保全风压混合处风流中的瓦斯及二氧化碳浓度均不超过1.5%;(5)排放瓦斯过程中,在掘进巷道入口处排放瓦斯风流中的瓦斯浓度下降到1.0%以下、二氧化碳浓度下降到1.5%以下后,由瓦检员、安监员、工作面班(队)长一同进入掘进工作面进行检查,确认整个掘进巷道通风、瓦斯情况正常后在工作面签字,并向矿调度、通风队调度汇报。(6)排放瓦斯工作完毕后,电工对整个掘进巷道内的电气设备进行检查,确认完好后,方可人工恢复该掘进巷道内电气设备的供电。A、本掘进工作面排瓦斯回风流所经的路线工作面西翼轨道大巷回风立孔西一采区西一采区专用回风巷1#7煤回风巷、北二南翼专用回风巷北二北翼七煤风道、北二南翼七煤风道1#回风石门下采回风上山、上采回风上山、1#回风石门北风井。B、设警戒地点a、本掘进工作面局部通风机处; b、西一采区702运顺川内距西一采区702运顺川与西一采区辅助运输巷交岔口处上风侧10米处;c、西一采区702运顺川内距西一采区702运顺川与西一采区胶带运输巷交岔口处上风侧10米处;d、西翼胶带斜巷皮带头处。C、设置警戒要求:警戒必须执行“去二回一制”,警戒人员在设警途中清净警戒区域内人员。警戒人员到达警戒地点后,一人执行警戒、一人返回通知瓦斯检查员,并在瓦斯检查员手册上签字。警戒人员必须坚守岗位,严禁任何人员进入排瓦斯回风所经巷道。12、如果停风区中的瓦斯或二氧化碳浓度超过3.0%,必须先进行先抽后排。只有巷道内积存瓦斯、二氧化碳的最高浓度低于3.0%,方可进行排放瓦斯。三、防火管理(1)工作面严禁携入汽油、煤油等易燃物品,使用的润滑油、棉纱、布头等必须装入盖严的铁桶内,用过的棉纱、布头等也必须装入盖严的铁桶内,并由专人定期送至地面进行处理,不得乱扔乱放,严禁将各种、剩油、随地泼洒。(2)每天由电工对工作面的电气设备进行检查,防止电气设备发生短路、漏电及过载等引起火灾。(3)一旦掘进巷道内发现明火,所有人员必须按如下规定执行:1)现场人员必须视火源性质,立即采取直接灭火,控制火势,并迅速汇报矿调度。电器设备着火时,必须先切断电源,在切断电源之前,只准使用不导电的灭火器材进行灭火;油脂着火时立即使用灭火器灭火。2)在现场人员灭火过程中,由工作面班(队)长组织处理,由瓦检员负责检查瓦斯、一氧化碳等其它有害气体的变化。若火势无法控制或风流中瓦斯、一氧化碳等有害气体浓度超过煤矿安全规程规定,必须立即撤除掘进巷道内所有人员,到入风大巷听候指示。3)矿调度在接到掘进巷道着火的报告后,立即按矿井灾害预防与处理计划通知矿有关领导组织实施灭火工作,并立即通知本掘进工作面回风系统内所有人员立即向副井方向撤离。四、防尘管理1、工作面安设1道放炮水幕,放炮时正常开启,放炮水幕安设在距工作面1015米处;喷雾必须覆盖全断面并在炮后连续喷雾5min 以上。在掘进拉门口内1030米范围安设1道净化水幕,该水幕保持常开状态。2、放炮前对工作面30m范围内的巷道周边进行冲洗。3、放炮后、装矸前必须对距离工作面30m范围内的巷道周边和装矸堆洒水。4、工作面必须实行湿式凿岩,工作面爆破作业时,每个炮眼内必须至少装入2个水炮泥,否则禁止爆破。5、该工作面执行定期除尘制度,防止巷道内岩尘堆积。6、定期对各作业工序粉尘浓度进行测定。7、加强个人防护,进入工作面作业人员必须佩带防尘口罩。第三章 避灾路线1、当工作面发生火灾、瓦斯、煤尘事故时,人员按图例中图标方向撤离,即人员由工作面西翼轨道大巷井底车场副井地面。(人员在未到达新鲜风流巷道前必须佩戴自救器)2、当工作面发生水灾事故时,人员按图例中图标方向撤离,即人员由工作面西翼轨道大巷井底车场副井地面。3、当工作面发生以上事故,由工作面瓦检员及安监员负责组织人员撤离,人员在撤离时由瓦检员向矿调度汇报。矿调度立即通知其它可能受灾害威胁地点人员迅速撤离,其避灾路线执行各自作业规程中的有关规定。西翼上组辅助运输斜巷与西一、南一采区串联通风安全措施西翼上组辅助运输斜巷掘进工作面的回风,进入西一、南一采区内各采掘工作面形成一次串联通风,为确保通风安全,根据煤矿安全规程有关规定,特制定串联通风安全措施如下:1、西翼上组辅助运输斜巷掘进工作面与西一、南一采区各采掘工作面分别设专职瓦检员,每班对工作面的通风、瓦斯等情况进行不少于3次的巡回检查,发现问题必须及时汇报和处理,严格按照“一通三防”各项管理规定对西翼上组辅助运输斜巷掘进工作面及西一、南一采区各采掘工作面的“一通三防”设施及设备使用情况仔细检查,发现问题及时进行处理并向相关领导汇报。2、机电科加强对西翼上组辅助运输斜巷掘进工作面及其回风所经巷道内的电气设备的检查, 杜绝失爆,并严格执行停送电制度。3、西翼上组辅助运输斜巷掘进工作面、西一、南一采区各采掘工作面必须按规定设置和使用转载喷雾及净化喷雾。4、因检修、停电等原因停风时,必须撤出人员,切断电源。恢复通风前,必须检查瓦斯。只有在局部通风机及其开关附近10m 以内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%时,方可人工开启局部通风机。5、由信息中心负责在西翼上组辅助运输斜巷拉门口下风侧10米处设置一台甲烷传感器,甲烷传感器的报警、断电、复电范围要符合如下规定: CH4报警浓度CH4断电浓度CH4复电浓度CH4断电范围CH40.5%CH40.5%CH40.5%西翼上组辅助运输斜巷、西一、南一采区及其回风系统内所有非本质安全型电气设备电源。7、信息中心要按规定对甲烷传感器进行调校和功能测试、确保瓦斯监控、监测系统灵敏可靠。8、当西翼上组辅助运输斜巷发生火灾、煤尘、瓦斯事故时,由工作面当班的(班)队长、安监员、瓦检员组织撤离,并向矿调度汇报。1)西翼上组辅助运输斜巷撤离路线为:工作面西翼轨道大巷井底车场副井地面(人员在未到达新鲜风流巷道前必须配戴自救器);2)西一采区708回顺掘进工作面撤离路线:工作面西一采区辅助运输巷西翼胶带斜巷西翼轨道大巷井底车场副井地面(人员在未到达新鲜风流巷道前必须配戴自救器);3)西一采区708运顺掘进工作面撤离路线:工作面西一采区辅助运输巷西翼胶带斜巷西翼轨道大巷井底车场副井地面(人员在未到达新鲜风流巷道前必须配戴自救器);4)南翼1#回风大巷联络川掘进工作面撤离路线:工作面西一采区辅助运输巷西翼胶带斜巷西翼轨道大巷井底车场副井地面(人员在未到达新鲜风流巷道前必须配戴自救器);5)南一采区轨道运输巷掘进工作面撤离路线:工作面南翼轨道下山西翼轨道大巷井底车场副井地面(人员在未到达新鲜风流巷道前必须配戴自救器);6)南一采区专用回风巷掘进工作面撤离路线:工作面南翼轨道下山西翼轨道大巷井底车场副井地面(人员在未到达新鲜风流巷道前必须配戴自救器);9、当工作面发生以上事故,由工作面瓦检员及安监员负责组织人员撤离,人员在撤离时由瓦检员向矿调度汇报。矿调度立即通知其它可能受灾害威胁地点人员迅速撤离,其避灾路线执行各自作业规程中的有关规定。 附:避灾路线图一、 变压器负荷统计1、 变压器原有负荷量1) 1#变压器原有负荷:Pe原= 0kw2) 2#变压器原有负荷:Pe原= 0kw3) 3#变压器原有负荷:Pe原= 177.2kw详见负荷统计表、设备技术参数一览表和供电系统图。2、 变压器新增负荷量1) 1#变压器新增负荷:Pe增= 60.1kw2) 2#变压器新增负荷:Pe增= 60kw3) 3#变压器新增负荷:Pe增= 142.5kw详见负荷统计表、设备技术参数一览表和供电系统图。3、 最大启动负荷量1) 1#变压器新增负荷:Pmax=30kw,并采用直接启动方法启动。2) 2#变压器新增负荷:Pmax=30kw,并采用直接启动方法启动。3) 3#变压器新增负荷:Pmax=40kw,并采用直接启动方法启动。4、 需用系数1) 变压器新增负荷需用系数(1)1#变压器新增负荷:Kx增=0.90(2)2#变压器新增负荷:Kx增=0.90(3)3#变压器新增负荷:Kx增= 0.45、 加权平均功率因数变压器原有负荷和新增负荷加权平均功率因数:查表,取0.6二、 变压器容量效验1、 变压器所带原有负荷总视在功率1) 1#变压器原有负荷:Sb原=0KVA2) 2#变压器原有负荷:Sb原=0KVA3) 3#变压器原有负荷:Sb原=118.13KVA2、 变压器所带新增负荷总视在功率1)1#变压器新增负荷:Sb增=90.15KVA2)2#变压器新增负荷:Sb增=90KVA3)3#变压器新增负荷:Sb增=95KVA3、 变压器所带负荷总视在功率1)1#变压器总视在功率:Sb= 90.15KVA2)2#变压器总视在功率:Sb= 90KVA3)3#变压器总视在功率:Sb= 213.13KVA 经效验,所选1#、2#和3#变压器容量全部满足要求。详见变压器设备技术表和供电系统图。三、 变压器压降计算1、 1#变压器:UT = (Pca* R+Qca* X)/Ue=(54.090.0056+71.940.0415)/0.66=4.98V2、 2#变压器:UT = (Pca* R+Qca* X)/Ue=(540.0068+71.820.0427)/0.66=5.20V3、 3#变压器:UT = (Pca* R+Qca* X)/Ue = (127.880.0068+170.080.0427)/0.66 = 12.32V四、 选择电缆截面及效验压降1、 电缆截面选择1) 1#变压器Ig=0.90*(2*32.9+0.1*1.15)=59.32A 选用MY-0.38/0.66KV 325+116电缆符合要求。详见供电系统图。2) 2#变压器Ig=0.90*2*32.9=59.22A 选用MY-0.38/0.66KV 325+116电缆符合要求。详见供电系统图。3) 3#变压器Ig=0.40*1.15*142.5=65.55A 选用MY-0.38/0.66KV 370+125电缆符合要求。详见供电系统图。2、 电缆压降效验(1) 干线电缆电压损失a) 1#变压器UG1 = UG1%*U2N = 60.1*0.90*0.250*0.096%*660 = 8.57VUG2 = UG2%*U2N = 60.1*0.90*0.002*0.243%*660 = 0.17Vb) 2#变压器UG1 = UG1%*U2N = 60*0.90*0.250*0.096%*660 = 8.55VUG2 = UG2%*U2N = 60*0.90*0.002*0.243%*660 = 0.17Vc) 3#变压器UG1 = UG1%*U2N = 142.5*0.4*1.000*0.096%*660 = 36.12VUG2 = UG2%*U2N = 37.5*0.4*0.050*0.096%*660 = 0.48VUG3 = UG3%*U2N = 30*0.4*0.050*0.243%*660 = 0.96V(2) 支线电缆电压损失a) 1#变压器UZ = UZ%*U2N = 30*0.90*0.010*0.931%*660 = 1.66Vb) 2#变压器UZ = UZ%*U2N = 30*0.90*0.010*0.931%*660 = 1.66V c) 3#变压器UZ = UZ%*U2N = 30*0.4*0.010*0.931%*660 = 0.74V (3) 总电压损失:a) 1#变压器U = UT + UG + UZ = 15.18VUY = 63Vb) 2#变压器U = UT + UG + UZ = 15.58VUY = 63Vc) 3#变压器U = UT + UG + UZ = 50.62VUY = 63V经过,电压降校验,电缆选择同样符合要求。五、 两相短路电流计算1、 B点:I(2)d = Ue/2(R)2+(X)21/2 = 3052A2、 C点:I(2)d = Ue/2(R)2+(X)21/2 = 3097A3、 D点: I(2)d = Ue/2(R)2+(X)21/2 = 3052A4、 2点: I(2)d = Ue/2(R)2+(X)21/2 = 928A5、 3点: I(2)d = Ue/2(R)2+(X)21/2 = 864A6、 4点: I(2)d = Ue/2(R)2+(X)21/2 = 975A 7、 5点: I(2)d = Ue/2(R)2+(X)21/2 = 761A8、 7点: I(2)d = Ue/2(R)2+(X)21/2 = 2337A9、 9点: I(2)d = Ue/2(R)2+(X)21/2 = 2363A10、 20点: I(2)d = Ue/2(R)2+(X)21/2 = 2229A六、 开关整定及开关保护灵敏度效验1、 开关整定1) 开关瞬时值整定(1) 低馈头1#: IZ = IQe+KxIe = 32.9*6+0.90(32.9+0.1*1.15) = 227.11A 则,选择800A(2) 低馈头2#: IZ = IQe+KxIe = 32.9*6+0.90*32.9 = 227.01A 则,选择800A (3) 低馈头3#: IZ = IQe+KxIe = 90*1.15*6+0.50*1.15(87.2+142.5) =753.08A 则,选择1500A(4) 馈电2#: IZ = IQe+KxIe = 45*6+0.50(33.9+7.5*1.15+45+25*1.15)= 328.14A 则,选择560A(5) 馈电3#: IZ = IQe+KxIe = 45*6+0.50(45+25*1.15)=306.88A 则,选择490A(6) 馈电4#: IZ = IQe+KxIe = 45*6+0.50(33.9+7.5*1.15+45+25*1.15)= 328.14A 则,选择630A (7) 馈电5#: IZ = IQe+KxIe = 33.9*6+7.5*1.15 = 212.03A 则,选择280A(8) 馈电7#: IZ = IQe+KxIe = 32.9*6+0.90*32.9=227.01A 则,选择455A(9) 馈电9#: IZ = IQe+KxIe = 32.9*6+0.90(32.9+0.1*1.15) = 227.11A 则,选择455A (10) 馈电20#: IZ = IQe+KxIe = 0.1*1.15*6 = 0.69A 则,选择280A2) 开关延时值整定(1) 低馈头1#: IZ KxIe = 0.90(32.9*2+0.1*1.15)=59.32A 则,选择100A (2) 低馈头2#: IZ KxIe = 0.90*32.9*2 =59.22A 则,选择100A (3) 低馈头3#: IZ KxIe = 0.50*1.15(177.2+142.5)=183.83A 则,选择300A(4) 馈电2#: IZ KxIe = 0.50*(1.15*37.5+2*45+25*1.15)=80.94A 则,选择80A(5) 馈电3#: IZ KxIe = 0.50(2*45+25*1.15)=59.38A 则,选择70A(6) 馈电4#: IZ KxIe = 0.50*(1.15*37.5+2*45+25*1.15)=80.94A 则,选择90A(7) 馈电5#: IZ KxIe = 0.50*1.15*37.5=21.56A 则,选择40A(8) 馈电7#: IZ KxIe = 0.90*2*32.9=59.22A 则,选择65A(9) 馈电9#: IZ KxIe = 0.90(2*32.9+0.1*1.15)=59.32A 则,选择65A (10) 馈电20#: IZ KxIe = 0.1*1.15 = 0.12A 则,选择40A 2、 开关保护灵敏度效验1) 开关瞬时保护效验(1) 低馈头1#: I(2)d/ IZ = 3097/800 = 3.87(2) 低馈头2#: I(2)d/ IZ = 3052/800 = 3.82(3) 低馈头3#: I(2)d/ IZ = 3052/1500 = 2.03(4) 馈电2#: I(2)d/ IZ = 928/560 = 1.66(5) 馈电3#: I(2)d/ IZ = 864/490 = 1.76(6) 馈电4#: I(2)d/ IZ = 975/630 = 1.55(7) 馈电5#: I(2)d/ IZ = 761/280 = 2.72(8) 馈电7#: I(2)d/ IZ = 2337/455 = 5.14(9) 馈电9#: I(2)d/ IZ = 2363/455 = 5.19(10) 馈电20#: I(2)d/ IZ = 2229/280 = 7.962) 开关延时保护效验(1) 低馈头1#:I(2)d/(8IZ) = 3097/(8*100) = 3.87(2) 低馈头2#: I(2)d/(8IZ)= 3052/(8*100) = 3.82(3) 低馈头3#: I(2)d/(8IZ) = 3052/(8*300) = 1.27(4) 馈电2#:I(2)d/(8IZ) = 928/(8*80) = 1.45(5) 馈电3#:I(2)d/(8IZ) = 864/(8*70) = 1.54(6) 馈电4#: I(2)d/(8IZ) = 975/(8*90) = 1.35(7) 馈电5#:I(2)d/(8IZ) = 761/(8*40) = 2.38(8) 馈电7#:I(2)d/(8IZ) = 2337/(8*65) = 4.49(9) 馈电9#: I(2)d/(8IZ) = 2363/(8*65) = 4.54(10) 馈电20#:I(2)d/(8IZ) = 2229/(8*40) = 6.97经校验,各馈电开关保护灵敏度均符合要求。七、 实际供电布置图九、相关的执行措施及要求1、 所用的电气设备必须符合完好标准及检修质量标准、且电缆必须符合阻燃要求。2、 井下防爆电气设备的运行、维护和修理工作,必须符合防爆性能的各项技术要求。失爆设备严禁继续使用。3、 形成的供电系统的各种保护装置,必须齐全、合理、合格、灵敏、可靠。4、 所用的电气设备不应超过其额定值运行。5、 所用的电气设备上,应明显地标出其电压额定值。6、 一切容易碰到的裸露的电气设备及其带动的机器外露的转动和传动部分,都必须加装护罩或遮拦。7、 严格执行井下供电“十不准”及“三无、四有、两齐、三全、三坚持”。8、 严禁掘进工作面动力电源,甩掉风电闭锁和瓦斯电闭锁施工。9、 电气设备放置与地平面垂直,最大倾斜角度不得超过15。10、 电气设备不准用水冲洗或浸入水中,在滴水处放置的电气设备应设置防水设施。11、 对掘进机拖拉段电缆加强日常检查维护工作。12、 加强日常维护,提高完好防爆的处理及检查工作,设置专职人员,严格执行矿机电管理制度13、 设置专职人员,做好日常检查、维护工作,发现问题及时处理或上报,并做好记录。14、 维修电气设备时要使用保安工具。如:绝缘夹钳、绝缘手套、绝缘套鞋等。15、 对电气设备进行验电、接地、放电工作时,应在瓦斯浓度为0.5%以下时进行。16、 验电、放电工作前、工作中必须检查瓦斯浓度。17、 停电前,做好书面申请或采用其它可靠的联系方式,得到批准后,方可进行停电施工。18、 井下电气作业,必须严格执行停送电管理制度,严格执行谁停电、谁送电的停电制度,严禁约时停电、送电。严禁带负荷拉开隔离开关。19、 停电、断开的开关必须加锁,并在其上悬挂“有人作业,禁止送电”的停电牌。20、 本级次供电设备作业,必须停掉上级次供电开关,且挂设停电牌或设专人看护。21、 井下负荷变更或临时取电源,必须履行供电手续。(六)运输方式1、运岩系统:工作面西翼轨道巷井底车场副井。2、材料设备运输系统:副井井底车场西翼轨道巷工作面。(七)劳动组织与循环作业图表劳 动 组 织 表项 目工 种甲 班(生产)乙 班丙 班(生产)备 注生产检修系统工作面队干1111、若所掘进的巷道断面积超过10平方米或推车距离超过600米时,工作面定员可增加2人。2、本定员表中所列工种,只具代表性,实际组织中,均为“一职多能”,可以兼职。3、当工作面及其系统人数达到定员人数时,任何人员进入该工作面都必须执行“置换制度”。班长111凿岩机313爆破工111电钳工4耙斗司机111工作面后方推车运料2辅助部门2安监员111瓦检员111职能部门工作面小班合计777系统小班合计999(八)经济技术指标 项 目单 位数 量项 目单 位数 量循环要求进 度m1.6出岩量班m335.18日次数个日2日m3105.53循环率83.3月m33165.9月循环次数次月50火药班消耗kg53.2掘进要求班进度m1.6日消耗kg159.6日进度m3.2月消耗Kg4788月进度m80定员在册人81雷管班消耗个84直接工人50日消耗个252月消耗个7560效率延米m/工0.053立米m3/工1.35三、安全技术组织措施1、顶 板 管 理 措 施1)、每班开工前,由班长(带班队长)、安监员、瓦检员对工作面进行“三位一体”(班长或带班人员、安监员、瓦检员)的安全检查,发现问题,立即处理,否则,禁止开工作业。2)、每次放炮后,由班长、瓦检员、放炮员、安监员对工作面安全情况进行全面检查,发现问题,立即处理,否则,禁止作业。3)、作业过程中,随时对顶板(帮)进行观察,发现浮石(矸)及时找掉;找掉时,只准一人监护,一人作业。4)、所有人员作业时,必须在有永久支护或临时支护的顶(帮)下作业,严禁空顶作业。5)、当巷道顶板出现压力大、顶板离层、托盘变形等冒顶预兆时,要立即停止作业,撤出可能冒顶地段以里的所有人员;待顶板压力稳定后,由外向里逐步加强巷道顶板支护。2、打眼及安设锚杆、锚索安全技术措施1)、安装锚杆要求:(1)安设锚杆时,先将锚固剂送至眼底,然后再用凿岩机搅拌锚固剂。(2)锚固剂搅拌时间2530秒,23分钟后将锚杆螺母拧紧。(3)在本班工作结束前必须把锚杆螺母用力矩扳手重新紧固,确保锚杆托盘紧贴岩壁。锚杆扭矩大于100N*m,锚杆拉力试验20m一组,每组取3根锚杆(顶板1根、两帮各1根)。(4)安装锚杆的顺序为先顶后帮。2)、安装锚索要求:(1)锚索必须按设计进行布置,每孔使用2根锚固剂。锚索锁紧压力为30Mpa。(2)锚索应尽量与岩层层面或巷道轮廓线垂直布置,外露长度250300 mm。3)、打眼前做好准备工作,认真检查凿岩机、气腿、风水绳、钎头、钎杆等,并做好机械注油,风水绳连接处用“U”型销插牢。4)、打眼时,操作人员必须

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