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文档简介
此文档收集于网络,如有侵权,请联系网站删除第一章 概 况第一节 工作面位置及井上下关系 工作面位置及井上下关系表 表1-1-1水平名称+1510m水平采区名称一采区地面标高(m)+1565+1700井下标高+1510+1550地面相对位置位于盘县柏果镇团结村辖区内。回采对地面设施的影响地面为山或沟,对回采无影响。井下位置与四邻关系1、 井下位置为:+1510m+1550m 一采区南翼。2、 四邻关系:该采区为首采层,上部煤层当地农民进行了部分开采,下部煤层尚未开采。走向长度(m)400m倾斜长度(m)80m面积(m2)32000m2第二节 工作面参数及煤层情况: 煤层情况表 表1-2-2煤层厚度(m)0.42.61.33倾角6570挥发分35.68%煤层硬度12煤种品种品种气煤灰分35.4%稳定程度较稳定煤层情况描述该煤层结构复杂,较稳定,工作面主采层为1#煤层,该煤层局部地段有伪顶,其岩性为粉砂质泥岩及粉砂质泥岩夹煤线。该伪顶厚度最大0.46m,最小0.07m,平均为0.23m。但是在掘送溜道时局部地段已揭露5#煤层,两层之间岩性为粉砂岩,夹矸厚度平均在1.05m。该煤层总厚度最大为2.6m,最小为0.4m,平均1.33m。整个煤层夹矸主要由粉砂质泥岩、质泥粉砂岩、泥岩等主成。夹矸数多达10层以上,其含矸率是甲丙煤段中最高的一层,煤层能利用厚度1.02m。第三节 煤层顶底板 煤层顶底板情况表 表1-3-3顶底板名称岩石名称硬度系数岩性特征 基本顶粉砂岩、细砂岩35灰色,浅灰色直接顶泥质粉砂岩35深灰色伪顶粉砂质泥岩、泥质粉砂岩0.23直接底粉砂质泥岩、泥岩24浅灰色老底粉砂岩、细砂岩24浅灰色、灰色第四节 地质构造本块(指回采块段,下同)由于受断层的影响,煤层厚度沿走向、倾向均有一定变化,对回采有一定影响。111:工作面综合柱状图 111 综合柱状图 图1-2-2:工作面运输巷、回风巷、开切眼布置示意图 第五节 水文地质一、涌水量:1、正常涌水量 : 0.5m3/min; 2、最大涌水量:2 m3/min二、含水层(顶部和底部)分析1、本块煤层直接顶底板为弱含水层,一般无积水,但雨季地表水对开采有一定的影响。2、本块回采主要水患是雨季地表水的渗入,地表水沟地段已留设防隔水煤柱。回采中应严格执行,不准越界。第六节 瓦斯情况一、工作面及周边瓦斯地质情况介绍:110101工作面中瓦斯和二氧化碳相对、绝对涌出量如下:最大瓦斯绝对涌出量3.54m3/min左右,最大瓦斯相对涌出量21.652m3/min左右,最大二氧化碳相对涌出量10.8m3/t左右,最大二氧化碳绝对涌出量0.12m3/min左右。二、参考矿井和相邻采掘工作面瓦斯、二氧化碳涌出情况,预计工作面瓦斯、二氧化碳等相对、绝对涌出量。预计110101工作面瓦斯绝对涌出量3.54m3/min左右,瓦斯相对涌出量29.73/min左右,二氧化碳相对涌出量10.8m3/t左右,二氧化碳绝对涌出量0.12m3/min左右。第七节 影响回采的其它因素 影响回采的其它地质因素情况表 表1-5-5其它因素对回采工作面的影响CH4 、CO2根据该工作面相对瓦斯涌出情况,1#煤层CH4、CO2对该工作面安全开采影响较小。煤层爆炸指数煤尘具有爆炸性煤层自燃倾向性自然发火倾向II级,自燃发火期大于12个月。地温危害 通过测定,该工作面地温在18,故不存在地温危害.冲击地压危害无冲击地压和应力集中区地质部门的建议:1、 本块煤层回采前应合理选择架型,提高资源回收率。2、 本块煤层赋存特殊,回采中应加强顶底板管理。3、 工作面局部地段瓦斯异常。4、 加强水文情况观测,严格执行防治水措施。第八节 储量及服务年限一、 储量煤层储量地段号走向长(m)斜长(m)斜面积()煤厚(m)容 重(t/ m3)工业储量(t)回采率(%)可采储量(t)40080320001.81.43352952848二、 采煤工作面服务年限很短。第二章 采煤方法第一节 巷道布置图2-1-1:工作面巷道布置图(1:1000)图2-2-4巷道剖面图(1:1000)在运输巷向上做溜煤眼和行人眼并连通,间距5-7m,护巷煤柱保持3-5m,在溜煤眼和人行眼分别向上以25-30的坡度做溜煤斜坡(开切眼)和人行斜坡,做到一定位置后,以10的坡度做回煤巷道,当回煤巷道到边界或采空区或断层就进行回采,当上一回采煤巷道回采完后,往下3-5m做回煤巷道。如上图所示。第二节 采煤方法及采煤工艺一、采煤方法:根据110101工作面煤层的赋存情况,结合柏坪煤矿现有的采煤技术现状,确定该工作面的采煤方法为:伪倾斜柔性掩护支架采煤法,工作面伪倾斜角为35。该工作面煤层平均厚度为:1.8 m,最小厚度为:0.4m,结合掩护支架采高不变的特点,尽可能减少破岩量,选用11#工字钢制成1.6m八字形掩护支架,确定采高为2.0m。二、采煤工艺:安全检查打眼装药改柱放炮出货放架调架收工检查。一)落煤方式:工作面采用电煤钻打眼爆破落煤。二)装煤方式:工作面采用人工攉煤,运输巷采用人工放煤。三)运输方式:工作面采用人工转运,斜坡采用铺设溜槽自溜,运输巷采用电瓶车牵引。四)支护:回煤巷、斜坡均采用木支护梯形棚,运输巷采用金支梯形棚,溜煤眼和人行眼采用箍盘,回煤巷与斜坡交叉采用抬棚加强支护。采空区处理:全部垮落法。三、 爆破要求及爆破方式(一) 装药方式:正向装药。(二) 炸药雷管的选用和要求爆破采用煤矿用三级乳化炸药;1-5段毫秒延期雷管。最后一段延期不得超过130ms。(三) 起爆器的选用和联炮方式用MFB-100型起炮器。正向装药大串联联炮。(四)起爆方式:一组装药一次起爆。(五)钻眼、爆破工具的使用和维护要求1、使用1.2KW、127V电煤钻,打眼前要先检查电钻,确定完好方可打眼,打眼完毕后把电钻放置在工作面上下出口以外不少于15m的安全处切断电流。2、打眼时,人员必须站稳,袖口等系好,防止卷入电钻伤人。3、电钻必须定期检修,确保正常使用。(六)打眼、装药、放炮安全技术措施1、施工前必须对架内的支护情况进行全面检查,确认无安全威胁后方可作业。2、打眼(1)打眼前必须对工作面进行全面洒水。(2)打眼前必须将地沟虚煤攉进溜槽内,运到下口。(3)工作面打眼必须留设不少于0.6m的抵抗线距离。(4)工作面及其他作业地点风流中瓦斯浓度达到0.8%,必须停止用电煤钻打眼。3、装药(1)装药前必须测气,其附近20m内风流中的瓦斯浓度达到0.8%不准装,瓦斯浓度小于0.8%时方可装药;探虚眼必须用黄泥填实,严禁装药。(2)装药前,眼内煤粉必须掏干净。(3)先装50mm底座泥再装药,接着使用水炮泥,最后并用黄泥将炮眼填满封实。(4)每眼装药13卷。(5)装药使用竹质或木质炮棍,脚线要悬空挽好,不得与电缆导体接触,必须拧结成短路,炮眼内各药卷必须彼此密接。严禁炮眼空心,要采用正向装药,串联连线,正向起破。(6)必须选用同一厂家、同一品种的合格的电雷管。(7)从成束的电雷管中抽取单个电雷管时,不得手拉脚线硬拽管体,也不得手拉管体硬拽脚线。应将成束的电管顺好,拉住前端脚线将其抽出。抽出单个电雷管后,必须将其脚线末端拧结成短路。(8)工作面如有两个或两个以上自由面时,在煤层中最小抵抗线不得小于0.6m。(9)装配引药时,必须防止电雷管受振动、冲击、折断脚线和损坏脚线的绝缘层。(10)电雷管只许由药卷的顶端装入。不得用电雷管代替竹、木棍扎眼。电雷管必须全部插入药卷内严禁将电雷管斜插在药卷的中部或绑在药卷上。(11)电雷管插入药卷后,应用脚线缠住,以便电雷管固定在药卷内,还必须拧结电雷管脚线的末端拧结成短路。(12)装药时,装药地点上下各20m范围内不得进行与装药无关的作业。(13)脚线的连炮工作可由经过专门训练的班长协助爆破员进行。爆破母线与脚线的连接、检查线路和通电工作必须由放炮员一人操作。4、爆破(1)爆破工作,由专职爆破员担任,爆破员要持证上岗,并按规定作也。(2)爆破前,班长必须负责安排责任心强的人员在警戒线和可能进入放炮地点的所有通路上担任警戒工作,且必须严格执行人、牌、网三警戒制度。(3)爆破员在距放炮地点不少于300m,并且在有转弯进风流巷中爆破。(4)当爆破作业警戒位置距离爆破点小于300m时,必须另行规定警戒位置。(5)发爆器、手把必须由爆破员随身携带,不得转交他人,未爆破时不准插入发爆器内,爆破后应立即拔下,母线摘掉,并拧结在一起形成短路。起爆前先发出警号,至少再等5s后方可起爆。(6)装药的炮眼必须有当班放完,在特殊情况下,未放完得炮,焊工员必须在现场同下一进款的爆破员交清情况。(7)爆破员必须有随身携带瓦斯便携仪,爆破地点附近20m内风流中瓦斯浓度达到0.8%时准装药,停止爆破。(8)爆破地点20m以内,未清除的煤、矸、材料或其他物体堵塞工作面及巷道断面1/3以上时,不准装药放炮。(9)风量不足或无风时不准爆破;炮眼内发现出水等异状、温度骤高骤低有显著瓦斯涌出、煤体松散、透采空区等情况,不准爆破作业。出现以上情况必须立即向调度室汇报。(10)爆破后必须由班长派专职灭尘员对工作面进行洒水灭尘、净化空气。(11)爆破后,待工作面炮烟吹散,爆破员、瓦检员班组长必须首先巡视爆破地点,检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支架、拒爆等,发现危险情况立即处理,若有漏炮,连好线再放。不响着按拒爆处理,拒爆要在班长的指导下由放炮员亲自处理,本班未处理完由当班爆破员在现场与下一班爆破员交清情况。处理拒爆、残爆应严格按煤矿安全规程第三百四十一条、第三百四十二条规定执行。(12)工作面只准使用一个发爆器。工作面可分组打眼,分组装药,但一组装药必须一次起爆。打眼和装药不得平行作业。地沟内爆破一次最大长度不超过30m;向顶底板侧架爪处煤壁打眼放炮一次斜长不大于20m。(13)爆破时应有足够数量的应急材料。(14)爆破后必须等30min,待炮烟吹散,经爆破员和班组长巡视爆破地点确定安全后,警戒人员方可由布置警戒的班长亲自撤回,其他人员方可进入工作面工作。(15)爆破前要根据现场情况,将煤壁封帮管理好。5、火工管理1、爆破员必须把炸药、雷管分放在不同的箱内。箱子必须加锁,严禁乱扔放,爆破时,箱子必须放在警戒线以外顶板完好,支护棚正规且避开电气设备的安全地点。2、爆破材料的运输和存放必须严格按照煤矿安全规程第三百一十四条规定。(七)在有瓦斯或煤尘爆炸危险的采煤工作面,必须注明采取的安全措施。该工作面对瓦斯管理按瓦斯管理的规章制度执行。1、煤尘具有爆炸危险性,按以下措施执行;1)风道、溜道内消尘管每隔50m设一个甩头。工作面内设高压胶管,每隔20m设一个甩头,乳化液泵设于石门。 2)风道、溜道距煤壁小于30m范围内各设一组净化水幕,风道、溜道距煤璧20m处各设一根消尘软管。3)溜道下货口、溜子机头各转载点设喷雾装置。4)水仓位置:地面水池向工作面供水。 5)爆破前后,必须对爆破地点进行洒水消尘,出货过程中发现煤尘较大时,要立即进行洒水消尘,防止煤尘飞扬。6)工作面正常出煤过程中,溜道下货口、溜子机头各转载点设喷雾装置必须正常开启,下班时,及时清扫干净煤尘和浮货。7)定期安排专人对风溜道进行清扫干净煤尘和浮货,并进行洒水消尘。 8)爆破中,必须按规定使用水炮泥,并封实填满。2、放炮警戒:爆破作业时,严格执行”一炮三检制”和”三人联锁爆破制度”,警戒人由班组长亲自布置和撤回,警戒点设置在进风巷内,警戒距离大于300m。1)、炮眼布置示意图(平、剖面图);2)连线方式及装药结构说明:(1)连线方式:大串联。(2)装药结构:正向装药。3)火药、雷管消耗量:三、工作面正规循环生产能力和服务年限:W=LShrc=660.82.01.3595%=135.4t式中:W工作面正规循环生产产量,t; L工作面平均长度,80m; S工作面循环进尺,0.8m; h工作面设计采高,2.0m; r煤的容重,1.4t/m3;c工作面回采率,95%。R=Windr=135.423095%=7717.8式中:R月产量;tW工作面正规循环生产产量,t; i每天循环个数,2个; n每月天数,30天; d正规循环率;95%二、工作面服务年限(以月为单位)的计算。工作面的服务年限=工作面可采储量/月产量=39174/7717.8=5.1月。第三节 设备配置工作面设备配置:序号设备名称型号数量额定功率电压等级用途备注1煤电钻ME1.221.2KW127V工作面及掘进溜煤眼打眼2回柱绞车JH2-14166017风道回铁3乳化泵RB88-20166037单体注液第三章 顶 板 控 制第一节 顶板支护设计一、采煤工作面的支护设计:工作面采用11#工字钢制成1.6m四边形掩护支架,该支架使工作面与采空区隔开,维护作业空间,掩护支架采用6根26.5mm钢丝绳连接(支架上下肢为双钢丝绳,中部为单钢丝绳)钢丝绳长度20m,支架间距0.16m,架间采用垫木板隔开,用DZ系列单体液压支柱控调架,风道控架支架点柱间距1.0m,工作面控架支柱间距1.5m,尾架撤架点至支架落平点往上2.0m,控架支柱间距1.0m。二、支护设备、材料选型及有关数量(包括备用数量):坑木规格及循环用量:坑木规格木棚,14cm圆木,L=1.4m刹杆,规格:1.20.20.05 m3垫木板,(套)备棚=16cm,L=2.0m抬棚,20cm,L=4.0/1.8m合 计每根材积0.02 m30.007m30.009m30.04m30.18m3循环用 量根330561架m30.06 0.210.0450.240.36回收量根220341架m30.040.140.0270.160.18复用量根220341根m30.040.140.0270.160.06消耗量m30.020.0170.0180.080.060.195三、支护设备配套设备造型及有关要求:工作面使用配套设备: 1、控架接架支柱:DZ-2.5m、DZ-2.2m、单体液压支柱,要求支柱不漏液。2、钢丝绳:26.5mm钢丝绳(20m),要求不断丝、封头完好。3、金属支架:11#工字钢制成四边型1.6m掩护支架,要求支架焊口完好,不出现裂缝。4、隔板:采用材质较硬的杂木,要求规格一致。 第二节 工作面顶板控制一、正常工作时期顶板支护方式:(1)支架间距为0.16m,支架间用6根26.5mm的钢丝绳连接,架间用垫木板安设。 (2)支架落平点往上2m及下部落平段,控架支柱、接架支柱间距1.0m,且接架柱、控架柱交替打设,工作面内控架支柱间距1.5m,风道内控架支柱每隔1.0m打一棵,行人入风眼、溜煤眼上口,采用打设双排一梁三柱为接架支柱。二、正常工作时期顶板特殊支护方式:顶板破碎及顶板周期来压,工作面控架支柱间距1.5m修改为1.2m。三、回柱放顶(分段回柱时分段处的回柱放顶要求):全部垮落法管理采空区,不需进行放顶工作。四、平行作业的安全距离及有关要求:1、工作面内打眼与装火药平行作业时,间距不小于5.0米,中间使用隔板间隔开。2、工作面编架、撤架、出货与改支柱平行作业,出货与改支柱作业地点之间必须使用隔板间隔开。3、爆破作业时,所有工序必须停止作业,所有人员必须撤出警戒线以外。4、出货与调架工作地点下方,严禁有其它工序平行作业,其他人员待避。五、特殊时期的顶板控制:一)工作面初采及初次来压的顶板控制:该工作面初采及初次来压时,控架支柱间距缩小为1.2m。二)过断层及顶板破碎时的顶板控制:1)缩小一次爆破长度为2m;2)控架支柱的间距缩小为1.2m。三)应力集中区的顶板控制:应力集中区:风道上出口超前支架落平段:控架支柱1.0m/根,随时保持支护齐全有效。四)工作面末采的顶板控制:1)工作面煤壁距采毕线40m进入收尾阶段,在采毕线施工一条与工作面平行收尾上山,收尾过程中逐渐调整工作面坡度、开采层位,使工作面的坡度、开采层位与收尾上山坡度及掘送层位一致。2)工作面煤壁距收尾上山余5m的纯煤柱时,工作面停止采煤作业,开始施工横川。3)工作面支架回收顺序:从下往上逐架进行回收。 第三节 运输巷、回风巷及端头顶板支护一、 工作面运输巷、回风巷的顶板控制:一)工作面运输巷、回风巷超前支护:1)风道超前支护从架头开始,前10m为双排支护,10m20m为单排支护;溜道超前支护从行人、入风眼开始,前10m为双排支护,10m20m为单排支护。2)风道超前支护必须采用单体液压支柱配合半圆木进行打设。3)溜道超前支护采用戴帽点柱支护,点柱采用单体,木帽与走向垂直,顶帽规格为:长宽厚=0.4m0.15m0.05m,二)工作面运输巷、回风巷加强支护:运输巷、回风巷支护失效时,采用备亲口木棚、打设戴帽点柱支护进行支护。二、工作面上下安全出口的支护、管理:一)支护形式:工作面上安全出口支架端头按规定打齐关门密柱,防止老塘窜矸,支架内控架支柱齐全,支架内点柱齐全。工作面下安全出口保证行人眼和溜煤眼支护质量,使支护及防坠落设施齐全可靠。二)质量要求:工程质量按质量标准化进行考核。三)与其它工序间的衔接关系爆破作业时,工作面其他所有人员停止作业,撤出到警戒线以外的安全地点待避。三、支护材料的使用数量和存放管理:1)风道备用1.6m四边形掩护支架100架以及配套材料。2)风道备用10根DZ-2.2m单体液压支柱,10根DZ-2.5m单体液压支柱,30根DZ-2.0m单体液压支柱,溜道备用10根DZ-2.5m单体液压支柱和16cm的半园木2m3。3)支架、材料、设备挂牌管理,标明数量。 图3-1-7:工作面、运输巷、回风巷及端头支护示意图(平、剖面图)。 第四节 矿 压 观 测一、矿压观测内容:该工作面采用俯伪斜四边型柔性掩护支架长壁后退式采煤方法,对风道超前支护的初撑力、工作阻力进行观测。二、矿压观测方法:观测方法;对超前支护每隔23m,双排交叉布置,观测单体支柱初撑力、工作阻力,对落平段接架支柱进行工作阻力测定。第四章 生 产 系 统第一节 出煤系统一、出煤线路工作面110101运输巷1510运输石门1510车场主斜井地面二、运输安全技术管理1、电机车司机应由经过专业技术培训,懂得操作要领,考试合格,取得操作资格证书,责任心强的同志担心。2、机电运行前机车司机必须按操作规程对机车进行运行前得全面检查,严禁机车待病运行。3、遇拐弯、岔道、风门、有行人等地方必须提前警示,并降低行驶速度。4、定期维护保养机车二、运料安全技术措施1、运料路线必须经常检查,发现问题及时处理,确保运料路线畅通无阻。2、工作面内、平巷运料时布两组之间不少于5m;斜巷向下运料只准按单组人员作业,且必须用结实的大绳牢料,人员在材料的上方跟料下放,松料时物料运行下放路线上不得有人。斜巷向上运料时每组人员两人,组与组间距不少于20m,抬料要顺肩,手要抓紧物料步调要一致。斜巷运料时上下口5m外安全侧必须有专人警戒。3、运料系统的各种信号必须经常检修,确保灵敏度可靠。严禁用刮板输送机运料。 第二节 通风系统一、通风系统地面新鲜风主斜井1510车场110101运输巷局扇工作面。工作面乏风抬高回风上山110101回风巷回风巷地面。二、风量计算表5 风量计算表项目单位指标项目单位指标矿井瓦斯等级级高瓦斯工作面瓦斯涌出量m3/min0.33按工作面温度计算m3/min同时工作的最多人数人21按人数计算m3/min按瓦斯涌出量计算m3/min选定风量m3/min(一)按瓦斯涌出量计算 Q采100q瓦采k采通(1K抽采率)C (1003.541.60.6)0.8 m3/min 42.4 m3/min式中 Q采工作面所需风量,m3/min q瓦采工作面瓦斯涌出量,m3/min k采通工作面的瓦斯涌出量的不均衡系数,1.22.0,取1.6;K抽采率采煤工作面得抽采率,取40%C工作面回风流中瓦斯管理浓度,取0.8%(二)按工作面温度计算Q采60V采S采(601.761.96)m3/min 207 m3/min式中 V采工作面适度风速,取1.76m/s S采工作面平均断面。(掩护支架爆破前断面,取1.96)(三)按人数计算Q采4n(421)m3/min84 m3/min 式中 n工作面同时工作的最多人数。(四) 风速验算及风量确定按最低风速验算:Q采15S采(151.96)29.4m3/min按最高风速验算:Q采240S采(2401.96)470.4m3/min经验算风量符合要求,最后确定本工作面风量为207m3/min。三、通风设施配置主要通风设施为石门。四、通风管理措施 1、本工作面系统内的通风设施由采煤队负责管理,一切通风设施严加爱护,并保持完好;未经许可不得乱动。2、风门打开后要立即关、盖好,防止风流短路,严禁任何人将两道风门同时打开;严禁把矿车卡在门框中,造成风流短路。风门之间必须联锁。3、通风设施的安置、维修和拆除等工作均由通风科负责。4、必须经常检查、维修所有通风设施,确保风流正常,风量稳定。5、工作面压风自救设施必须每班检查,阀门手柄齐全,确保能正常使用。6、各巷道要保持足够的断面,并且保持畅通无阻。7、封闭墙处及其附近不得堆放煤矸、杂物,更不准随意扒开封闭墙。8、通风设施如有损坏,工作面通风不能正常时,应立即工作,撤出人员采取措施进行处理。9、对系统中的通风设施必须按规定要求管理好,严防瓦斯积聚。10、加强工作面系统的整治,确保通风断面符合要求。11、推车经过风门时必须安专人站在安全地点打开风门,严禁冲撞风门。五、瓦斯管理措施1、通风区每班必须安专职瓦斯检查上下风巷、工作面系统内的瓦斯浓度,发现问题及时汇报、处理。2、瓦斯检查员必须现场交接班。交班时,把本班存在的问题、隐患等情况交接清楚。工作面瓦斯浓度检查每班不少于3次。其他有害气体浓度检查必须严格执行煤矿安全规程第一百四十九条规定。3、回风巷架头上方每次回棚终止后必须及时用“双抗”(抗静电、阻燃性)塑料编制袋装煤或黄泥扎紧口湿透水砌双道垛子将塘口封堵严实;第一道“垛子”要紧贴迎头钢梁里边砌好,第二道“垛子”在迎头钢梁下并紧贴第一道“垛子”砌好。然后紧贴垛子打上两根支柱防止采空区窜煤矸将其推到。4、回风巷必须安设抽排管进行抽排瓦斯,并由通风部门负责管理。5、机电设备不得进入不通风的巷道内。6、通风部门必须保证工作面供风量达到设计值,风流控制可靠、稳定。7、工作面必须按规定检查瓦斯。8、所有人员必须携带隔离式自救器。第三节 监控系统一、监控设施的安装瓦斯探头应垂直悬挂在顶板下不大于300mm、距巷帮不小于200mm处。二、有关数据的规定报警浓度:T10.8%CH4 T20.8%CH T30.8%CH4 断电浓度:T11.5%CH4 T10.8%CH T30.8%CH4 复电范围:T10.8%CH4 T20.8%CH T30.8%CH4 断电范围:T1工作面及其进、回风巷中全部非本质安全型电器设备;T1工作面及其进、回风巷中全部非本质安全型电器设备; T3工作面及其回风巷中全部非本质安全型电器设备。三、监控安全技术措施1、工作面探头的位置、数量、断电浓度及范围等监控部门按瓦斯监控管理细则规定安装、设定及调校。2、当工作面回风内T1、T1、T3探头显示瓦斯浓度大于0.8%或忽大忽小时,监控室必须立即通知调度室,由调度室通知采煤队和通风科停止工作面工作,查明原因,进行处理。3、任何人不得随意拨挪动、堵塞探头,影响正常工作。随工作面得推进,T1、T2探头必须在瓦检员或监控部门专职电工的监督下由班长负责挪动;自始自终T1保持与架头第一根钢梁的距离不大于10m, T1保持与架头第一根钢梁的距离不小于3m, T3探头由监控部门专职电工负责挪动。4、瓦斯超限断电后,只有待其浓度降至复电浓度后方可人工复电。瓦斯断电仪发生故障后,必须及时进行处理。处理故障期间工作面必须停止作业,撤出人员。第四节 抽排系统一、抽排路线工作面回风巷(110101回风巷)1550车场回风井抽排泵站地面二、抽排设施安装、维护、管理及其安全技术措施该工作面抽排设施的安装、维护、管理及其安全措施均严格按瓦斯抽放设计规定要求严格执行。第五节 防尘系统一、供水灭尘系统回风巷:地面消防水池回风井1550车场110101回风巷工作面。运输巷:地面消防水池主斜井1510车场1510石门110101运输巷工作面。二、灭尘方法工作面运输巷、回风巷及工作面洒水灭尘,装车口喷雾灭尘。三、综合防尘措施1、防尘设施要按设计要求安装齐全、可靠,并坚持正常使用,损坏失效的要及时维修更换。2、坚持综合防尘制度,工作面运输、回风巷每班必须洒水一次,工作面每班必须洒水灭尘二次,局部煤尘要有人清扫,保证整个工作面系统无煤尘堆积。3、工作面运输巷装车口,和回风巷距架头第一根钢梁50m处及回风巷交汇点内15m处必须设喷雾装置。所有喷雾必须达到雾化效果,并覆盖全断面。否则由生产单位及时联系通风区及时更换。运煤系统各装载地点喷雾装置由装载司机在装载时负责开启。停装时关闭。4、工作面风速要控制在规定值以内,且作业人员必须戴好防尘口罩,搞好自我保护。5、工作面进、回风巷内必须按规定安好隔爆水袋,并经常灌水。6、工作面爆破必须用水泡泥,爆破前后均要杀水灭尘。7、测尘采样点定期测尘,工作面及回风巷有煤尘堆积现象及防尘设施使用和维护不正常时应及时处理。第六节 排水系统一、排水系统工作面工作面运输巷+1510石门+1510车场主斜井+1450水仓主斜井地面。二、排水方法自流和电泵引排。三、排水工具电泵、管道、闸件等。四、 排水设施及其管理1、 三班安专人负责开泵。2、 水坑、水窝、排水管、风电泵进水口必须经常清理,保证排水管路通畅无阻。3、 排水设施损坏必须及时维护或更换。4、 严格控制积水混入出煤系统。第七节 防火系统一、洒灌浆系统地面回风井+1550车场110101回风巷工作面采空区。二、灌浆方法随采随洒灌,采后注浆。三、浆水参数土水比:不小于1:5。四、 防灭火安全措施 工作面必须严格按通风部门编制的本工作面得防火设计要求执行五、封闭时间工作面采结束后必须有45天内进行永久封闭。进行灌浆。六、封闭位置工作面回采结束后,必须在所有与工作面相通的巷道中设置防火墙,全面封闭采空区。具体封闭位置应由通风科现场给定。第八节110101风道供电设计一:供电系统设计:(一)确定供电方式、电压等级。采用干线式供电;低压动力电源采用660V。手持式电气设备、固定照明采用127V。远方操作及控制采用36V。(二)计算工作面同时工作设备负荷1电力负荷统计序号名称规格型号额定电流(A)额定电压(V)功率(KW)数量(台)合计(KW)1绞车JH2-1420660171172综保ZZ8L-2.52.196601.21台备用2.5KVA3煤电钻ME1.22.191271.211.24乳化泵RB80-2042660371备用372、 工作面同时工作设备总功率:总功率=17+37+1.2=55.2KW(三)进行设备、电缆选型计算,继电保护整定计算。1设备选择原则:根据煤矿安全规程规定,各种不同类型的矿用低压开关,应按沼气等级和有无煤(岩)爆炸危险及其使用地点的通风条件确定。起动器的额定电压,必须大于或等于受控制电动机的额定电压。起动器的额定电流,必须大于或等于受控制电动机的额定电流。起动器的进出线及控制喇叭口内径必须符合连接电缆的最大外径。起动器必须具有良好的隔爆性能及可靠的过载、短路和漏电闭锁装置。2设备选择:绞车开关选择:QBZ-80N 乳化泵开关选择:QBZ-80分路开关选择:QBZ-803电缆选型计算选择原则:1)保证供电质量U0.95Ue2)保证正常工作时的热稳定性:长时容许电流实际工作电流3)足够的机械强度4)足够的起动力距, 选择方法:1)对向移动设备供电的支线电缆截面按机械强度选择不需要校验。2)对向固定或不经常移动设备供电的低压支线电缆应按长时允许电流选IxuIg也不需校验。3)对于干线电缆应按允许电压损失确定截面,再按长时允许电流或起动条件进行校验。.电缆选择:线路上实际流过的电流:I1= I2= =57AI3= =20A号电缆选择70平方橡套电缆。号电缆选择50平方橡套电缆。号电缆选择35平方橡套电缆。4.继电保护整定计算:高压开关绞车房变电所1号高开a.整定电流:Iz=SXb/1.7326=31Ab.过载保护:1倍,延时1档c.短路保护:6倍d漏电动作时间:0.1秒低压开关:1)K1号KBZ-400/660开关a.整定电流:Iz=(0.4-1)Ie=0.6(42+2.19+20+42+2.19+20+28+20+2.19)=107A 取Iz=100A b.短路倍数:取4倍c短路电流:电缆换算长度LH=1800.73=131m,查表得Id(2)=3916Ad.校验: Id(2)/nIz=3916/4100=9.71.2合格2)K2号QBZ-120开关a.整定电流:Iz=Ie =42+20+2.19=64.19A 取Iz=54Ab. 短路电流: 电缆换算长度LH=1800.73+2301+7501.37=1388 m查表得Id(2)=530 Ac.校验: Id(2)/8Iz=530/854=1.221.2合格3)K5号QBZ-80N开关 a.整定电流:Iz=Ie =20A 取Iz=18Ab. 短路电流: 电缆换算长度LH=1800.73+2301+7501.37+103.01=1418 m 查表得Id(2)=520 Ac.校验: Id(2)/8Iz=520.6/818=31.2合格二.工作面电气设备、电缆配置表供电设备和使用设备表序号设备名称型号数量额定功率kw电压等级V用途备注1绞车JH2-14117660风道回收铁棚2煤电钻ME1.211.2127工作面打眼3乳化泵RB80-20237660打柱4电缆编号起止地点电缆型号电缆长度m按机械强度选择电缆截面 m按允许电流选择截面过流保护整定时改选的电缆截面m最终确定的电缆规格m计算实际电流A选择的截面1K1号开关至K2U7031800577070702K2号至K3号U50323050575050503K6开关至综保U3537503520353535 供电电缆表 110101溜道供电设计一:供电系统设计(一)确定供电方式、电压等级:采用干线式供电;低压动力电源采用660V。手持式电气设备、固定照明采用127V。远方操作及控制采用36V。(二)计算工作面同时工作设备负荷1电力负荷统计序号名称规格型号额定电流(A)额定电压(V)功率(KW)数量(台)合计(KW)1风机YBT-51656605515.52运输机SGW40T 45660401403绞车JH2-1420660171174皮带DSJ65/24024366024041605煤电钻ME1.22191271211.22 工作面同时工作设备总功率:总功率=5.5+40+17+402+7.5=150KW(三)进行设备、电缆选型计算,继电保护整定计算。1设备选择原则:根据煤矿安全规程规定,各种不同类型的矿用低压开关,应按沼气等级和有无煤(岩)爆炸危险及其使用地点的通风条件确定。起动器的额定电压,必须大于或等于受控制电动机的额定电压。起动器的额定电流,必须大于或等于受控制电动机的额定电流。起动器的进出线及控制喇叭口内径必须符合连接电缆的最大外径。起动器必须具有良好的隔爆性能及可靠的过载、短路和漏电闭锁装置。2设备选择:绞车开关选择:QBZ-80N 皮带开关选择:QBZ-120运输机、风机、延时开关选择:QBZ-803.变压器的选择128.57KVA400KVA故2504变电所 4#高开控制的变压器KBSG-400/6满足要求。4电缆选型计算选择原则:1)保证供电质量U0.95Ue2)保证正常工作时的热稳定性:长时允许电流实际工作电流3)足够的机械强度4)足够的起动力距, 选择方法:1)对向移动设备供电的支线电缆截面按机械强度选择不需要校验。2)对向固定或不经常移动设备供电的低压支线电缆应按长时允许电流选择,长时允许电流实际工作电流也不需校验。.电缆选择:线路上实际流过的电流:I1=96.66AI2=92AI3= = =39.6 AI4= =29 AI5= =5.7 A号电缆选择70平方橡套电缆200米号电缆选择70平方橡套电缆100米。号电缆选择35平方橡套电缆750米。号电缆选择35平方橡套电缆50米。号电缆选择35平方橡套电缆14米。、启动时供电线路上各部分的电压损失计算运输机电动机的技术数据为额定起动倍数=2.2额定电流ISTN=276A启动时的功率因数=0.5电动机的最小启动转矩倍数K=1.4.电机的最小启动电压为Ustmin=UN=526.5V Ist=IstUstmin /UN=220A启动时电缆线路的电压损失:Umsst= 1.732X IstLmsst/(rscAms)=33.2VIca=99A ITst=222ATst=0.6Ur%=0.62 Us%=4% Ux%=3.95UTSt%=1.56 UTSt=10.8V USt=32.7VUSt启动时的电压损失U2TT-USt=660.3V 故电缆截面满足要求3.继电保护整定计算:高压开关南三2504变电所2号高开1.整定电流:Iz=S/1.7326=48A2.过载保护:0.8倍3.短路保护:3倍4.漏电动作时间:0.1秒低压开关:1)K22号BKD20-400/660开关a.整定电流:Iz=(0.4-1)Ie=(0.4-1)(8.5+244+4.5+6.5+2.19+20)=129.69A 取Iz=140A b.短路倍数n:取3倍c短路电流:电缆换算长度LH=(200+100)0.73+(1+1+1)1+(750+50+14)1.37+13.01=1340m,查表得Id(2)= 545A d.校验: Id(2)/nIz=545/3140=1.291.2合格2)K2号QBZ-80开关a.整定电流:Iz=Ie=8.5A 取Iz=8A b. 短路电流: 电缆换算长度LH=219m,查表得Id(2)=2838Ac.校验: Id(2)/8Iz=2835/88=44.31.2合格3)K4、K5号QBZ-120开关a.整定电流:Iz=Ie=44.5A 取Iz=45A b. 短路电流: 电缆换算长度LH=226m,查表得Id(2)=2838Ac.校验: Id(2)/8Iz=540/85.5=12.21.2合格4)K4、K5号QBZ-120开关a.整定电流:Iz=Ie=44.5A 取Iz=45A b. 短路电流: 电缆换算长度LH=226m,查表得Id(2)=2830Ac.校验: Id(2)/8Iz=2830/845=7.811.2合格5)K6号QBZ-80N开关a.整定电流:Iz=Ie=4.5A 取Iz=5.5A b. 短路电流: 电缆换算长度LH=230m,查表得Id(2)=2800Ac.校验: Id(2)/
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