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    综采工作面沿空留巷Y型通风设计说明书.doc

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    综采工作面沿空留巷Y型通风设计说明书.doc

    1、顾桥煤矿1115(1)综采工作面沿空留巷Y型通风设计 说明 书顾桥煤矿工程设计科2007年4月一、工作面概况(一)工作面范围及邻近采掘情况北一11-2煤层为顾桥矿首采煤层,北一11-2采区分为上、下山且单翼开采,北一11-2上山采区首采面为1117(1)工作面正在回采,本设计1115(1)工作面是首采面的接替面。工作面位于北一11-2上山采区中部偏上,为北一11-2上山采区五阶段,走向布置,周围及上、下煤层均未开采。工作面南起北一11-2上山采区四条上山,北至F87断层,东西分别到设计运输顺槽和轨道顺槽。工作面走向长度为2709.9m,倾斜长度220.54m,回采标高-765-650m之间。工

    2、作面煤层赋存稳定,直接顶为03.6m泥岩、老顶为18.56m砂岩、直接底为12.11m泥及铝土岩,平均煤厚为2.94m,倾角为35开采面积为621651.06m2。该工作面地面位于小杨庄、老童郢孜以北,小叶庄之间、地面还有张童庄和小童庄。工作面对应地面主要为农田,地势平坦,地面标高为+23.1+24.03m。 本工作面为顾桥矿首次采用混凝土膏体材料充填沿空留巷技术,并形成Y型通风系统,以降低煤炭资源的损失,有效解决工作面接替及瓦斯治理难度,缓解高温地温问题。(二)地质构造本工作面总体为一单斜构造,工作面内共有FS21, FS22, FS47, FS52, F87-3五条断层,其中FS21断层位

    3、于工作面中部,把工作面分为两部分。工作面北部与F87断层相邻,其分支断层F87-3将影响工作面轨顺巷道掘进。由于受构造影响,岩层产状变化较大,91125310。本工作面小断层发育,从而对正常掘进造成一定影响。 各断层产状表构造名称走向(0)倾向(0)倾角(0)性质落差(m)对掘进的影响程度FS21741644045正断层08有较大影响FS47282986065正断层05影响较大FS221192970正断层05影响较大FS529018070正断层05无影响F87-3371276065正断层06影响较大D21正断层3m有影响D15正断层3m无影响D16正断层3m无影响(三)水文地质情况本工作面水文

    4、地质条件相对简单,其主要充水水源为老顶砂岩水。该砂岩主要由中细砂岩组成,个别地段有粗砂岩和粉砂岩,岩层垂直裂隙发育,富水性较差,主要以静储量为主,刚揭露其涌水量较大,一般随时间的推移而减小直至消失。预计工作面掘进过程中在裂隙发育地带和构造发育地带会发生顶板出水。预计本工作面最大涌水量为70m3/h,正常涌水量为15-20m3/h。(四)影响掘进的其他地质情况1、瓦斯情况:预计该面瓦斯自然含量为:5m3/ t,在构造地段及其附近瓦斯含量会增大。2、煤(矿)尘:11-2煤层有爆炸危险性。3、煤的自燃:有自燃发火危险,一般发火期为36个月。4、地温情况:该区段原始地温40BC。5、地压情况:周期来压

    5、现象明显,巷道局部出现片帮、底鼓等。二、工作面参数工作面走向长度为2709.9m,倾斜长为220.54m,工业储量为2558715.8t。可采储量2430780t。根据顾桥矿煤柱预留实际情况,本工作面南与F87断层间留煤柱50m,运输顺槽与1116(1)工作面轨道顺槽净煤柱留7米,轨道顺槽为一次沿空留巷,留巷后作为下一工作面1114(1)工作面轨道顺槽。 三、巷道布置本工作面为顾桥矿首次采用沿空留巷、Y型通风方式。工作面采用两巷加一借用巷道(三巷)布置方式,巷道分别为1115(1)运输顺槽、轨道顺槽和借用巷1114(1)运输顺槽前期作为该面回采时总回风巷,三巷为平行布置方式,其中运输顺槽为机轨

    6、合一。(一)巷道布置1、1115(1)运输顺槽为实体巷道方位0,该巷为机轨合一布置,胶带运输机布置在巷道下帮,轨道布置在上帮,为了前期掘进出煤将运输顺槽向南顺延与11-2煤层回风上山相连通,生产出煤通过阶段小煤眼溜到胶带机上山胶带运输机运入采区煤仓。设备与材料的打运则通过采区轨道上山与第六中部车场进入运输顺槽及工作面。为了保证胶带机运输效率及无极绳绞车运输,巷道起伏坡度应不大于10。2、1115(1)轨道顺槽为一次沿空留巷巷道,平行于运输顺槽布置为实体巷道方位0。为了前期掘进时出煤将轨道顺槽向南顺延与11-2煤层回风上山相连,设备材料的打运则通过采区轨道上山与第六中部车场进入轨道顺槽及工作面。

    7、为了保证无极绳绞车运输巷道起伏坡度应不大于10。3、借用巷道1114(1)运输顺槽,前期是1115(1)工作面Y型通风回风巷,从轨道上山开门,平行与1115(1)轨道顺槽布置为实体巷道方位为0。通过1114(1)运顺回风联巷分别与北一11-2上山采区煤层回风上山和顶板岩石回风上山相连,构成1115(1)工作面回采时回风系统。为了保证无极绳绞车运输巷道起伏坡度不大于10。4、开切眼布置在距F87断面50m处,与运输顺槽夹角90布置。5、第六中部车场从轨道上山拨门,施工采区第六中部车场(为煤巷)与工作面运顺槽相连,形成本工作面掘进和生产时进风、运料系统 。6、第五中部车场从轨道上山拨门、施工采区第

    8、五中部车场(煤巷)与本工作面轨道顺槽相连,构成本工作面设备打运、材料运输及辅助进风系统。7、1115(1)运输顺槽回风联巷,从运输顺槽拨门施工运顺回风联巷与北一11-2上山采区岩石回风上山连接,构成运输顺槽掘进时回风通道。8、1115(1)轨道顺槽回风联巷,从轨道顺槽拔门施工轨顺回风联巷分别与北一11-2上山采区煤层回风上山和采区岩石回风上山相通,构成轨道顺槽掘进的回风通道,也是为两条回风上山之间相互调整风量服务。 9、1114(1)运输顺槽回风联巷,从1114(1)运输顺槽拔门施工回风联巷分别与11-2采区煤层回风上山和采区岩石回风上山连通,形成1114(1)运输顺槽掘进和1115(1)工作

    9、面回采时回风系统。10、边界煤层回风上山,沿1115(1)工作面开切眼,垂直向上施工与1114(1) 运输顺槽连接,形成1115(1)和1114(1)之间一段边界煤层回风上山勾通两工作面,形成1115(1)回采时回风通道。(二)、巷道断面及支护参数 本设计的1115(1)工作面运、轨顺槽及1114(1)运顺均为实体巷道,运、轨顺槽及切眼均沿11-2煤顶板施工,根据该工作面地质条件,初步确定该面锚网梁支护如下:1、1115(1)运输顺槽锚梁网支护设计运输顺槽为一矩形断面,宽中高5.03.2m16.00m2,具体支护参数如下:(1)巷道顶板采用6根螺纹钢预拉力等强锚杆配合T4800mmM5型钢带,

    10、再加上12槽钢和锚索、12金属网联合支护。锚杆长度为2500mm,直径20mm,间排距860800mm,每根锚杆采用2支Z2380型树脂药卷。锚索配合12槽钢采用“2-2”布置方式,锚索规格为186300m,每根锚索采用3支Z2380型树脂药卷。(2)巷帮采用4根螺纹钢预拉力等强锚杆配合钢带(290001783mm)钢带、12金属网联合支护。锚杆长度为2200mm,直径20mm,间排距850800mm,每根锚杆采用1支Z2380型树脂药卷。(3)在断层破碎带附近及顶板淋水段,采用U型钢棚支护。2、1115(1)轨道顺槽(一次沿空留巷巷道)锚梁网支护设计轨道顺槽为一次沿空留巷巷道,需加强支护,轨

    11、道顺槽为一矩形断面,宽中高53.4m17m2,具体支护参数如下:(1)巷道顶板采用7根螺纹钢预拉力等强锚杆配合T4800mmM5钢带,再加上12槽钢和锚索、边角珩架锚索(4500mm)12金属网联合支护。锚杆长度为2500mm,直径20mm,间排距750800mm,其中边角两根锚杆与铅垂面夹角30o每根锚杆采用2支Z2380型树脂药卷。锚索配合12槽钢采用“3-4-1”布置方式,锚索规格为17.87300m,边角珩架锚索与铅垂面夹角45o,每根锚索采用3支Z2380型树脂药卷。(2)巷帮采用5根螺纹钢预拉力等强锚杆配合T3200mmM5钢带、12金属网联合支护,其中底部锚杆与水平面夹角20o。

    12、锚杆长度为2500mm,直径20mm,间排距750800mm,每根锚杆采用1支Z2380型树脂药卷。(3)在断层破碎带附近及顶板淋水段,采用U型钢棚支护。3、1114(1)运输顺槽及边界煤层回风上山锚梁网支护设计与1115(1)轨道顺槽锚梁网支护设计相同。4、开切眼锚梁网支护设计切眼导硐为一矩形断面,宽中高4.63.2m14.72m2,具体支护参数如下:(1)巷道顶板采用6根螺纹钢预拉力等强锚杆配合M5钢带,再加上12槽钢和锚索、12金属网联合支护。锚杆长度为2500mm,直径20mm,间排距840800mm,每根锚杆采用2支Z2380型树脂药卷。锚索配合12槽钢采用“2-2”布置方式,锚索规

    13、格为186300m,每根锚索采用3支Z2380型树脂药卷。(2)老塘帮采用四根螺纹钢预拉力等强锚杆配合钢带(21501503mm)钢板条、12金属网联合支护。锚杆长度为1800mm,直径20mm,间排距850800mm,每根锚杆采用1支Z2380型树脂药卷。(3)扩面帮采用3根玻璃钢锚杆和木托板(30030050mm) 12金属网联合支护,上、下相邻排锚杆沿巷道纵向显交错布置,错距0.4m,锚杆长度为1800mm,直径18mm,间排距1000800mm,每根锚杆采用1支Z2380型树脂药卷。5、扩面支护参数切眼采用导硐法施工,首次掘进宽度4.6,高3.2,扩面后切眼最终宽度为7.2,高3.2。

    14、(1)切眼掘进时在拨门交岔点处打两排加固挑棚,在切眼中部距迎头不超过50处,打一排挑棚,切眼贯通后距老塘侧帮0.6处再打一处挑棚,挑棚由DZ32-35单体支柱与4.0长的工字钢组成,一梁四柱。(2)切眼扩宽2.6,扩面巷顶板,采用3根螺纹钢预拉力等强锚杆配合M5钢带,再加上12槽钢和锚索、12金属网联合支护。锚杆长度为2500mm,直径20mm,间排距900800mm,每根锚杆采用2支Z2380型树脂药卷。锚索配合12槽钢采用“1-1-0”布置方式,锚索规格为186300m,每根锚索采用3支Z2380型树脂药卷。(3)帮部采用3根玻璃钢锚杆和木托板(30030050mm) 12金属网联合支护,

    15、上、下相邻排锚杆沿巷道纵向显交错布置,错距0.4m,锚杆长度为1800mm,直径18mm,间排距1000800mm,每根锚杆采用1支Z2380型树脂药卷。6、锚固力要求顶、帮锚杆设计锚固力分别为120KN、60KN,锚索设计锚固力为250KN;锚杆扭矩要求分别不底于100Nm和60Nm。7、岩巷支护参数(1)采用锚喷支护,锚杆为螺纹钢预拉力等强锚杆,锚杆长度为2000mm,直径20mm,间排距800800mm,喷后为100mm,强度等级为C20。(2)顶板破碎段,采用架棚支护,直墙半圆拱U29型钢支架,支架间距500600mm,外背钢筋网背板。附:1115(1)工作面运输,轨道顺槽及切眼断面图

    16、。四、采煤工艺、顶板管理(一)煤层情况11-2煤层为黑色煤层赋层稳定,煤层结构复杂(局部有两层夹矸),本工作面煤厚为2.53.61m,平均厚为2.94m,倾角310,平均5。煤层以块状及粉末状为主,内生裂隙发育,煤岩成分以亮煤为主,次为暗煤,属半亮型。受断层和滑动构造影响煤层厚度变化较大,一般含有23层碳质泥岩夹矸。(二)煤层顶底板情况11-2煤直接顶为复合顶板,由砂质泥岩,泥岩和11-3煤层组成,其中薄煤层不稳定,个别地段老顶砂岩直接覆盖在煤层之上。老顶:砂岩,灰白色乳白色,厚层状,细中粒结构,钙质胶结,层面含暗色矿物,具平行层理和交错层理。厚度18.56。直接顶:泥岩,灰色深灰色,滑面发育

    17、,具滑感,夹薄煤层,厚度为03.6。伪顶;炭质泥岩,黑色,染手,较破碎。厚度为00.6。直接底:泥岩、铝土质泥岩,灰色深灰色,泥质胶结,含植物化石,夹12层薄煤层,厚度为12.11。(三)采煤方法根据顾桥矿北一11-2上山采区巷道布置方式,结合11-2煤层赋存情况和地质构造分布特点,确定采用单一走向长壁、顶板自然垮落、后退式综合机械化采煤方法,正常回采期间工作面沿11-2煤层顶板回采,一次采全高。(四)顶板管理 根据煤层顶板岩性,直接顶板能随着液压支架的前移及时冒落,冒落矸石能及时充填采空区,本工作面采用顶板自然垮落管理顶板。五、综采工作面主要设备选型法1115(1)为综采工作面根据参考111

    18、7(1)首采面设备选型,1115(1)工作面主要设备型号如下:工作面液压支架型号ZY88001838;采煤机型号SL750;刮板运输机型号SGZ10001400;转载机型号SZZ1000400;皮带机型号DSJ12002003*355X、L=3000m。六、工作面生产能力(一)工作面参数工作面长220.5m,工作面回采长度2709.9m,平均煤厚2.94m,容重1.4t/m3。(二)工作制度年工作日350天,回采工作面采用“四六”制,三班采煤,一班检修。(三)生产能力工作面回采率为95,每天9个循环沿空留巷三刀一充填,一班一充填,循环进尺为0.86米,正规循环率为90,则工作面日生产能力及日推

    19、进度为:A220.590.8690%2.9495%1.4=6000tB=90.8690%=3.966m(四)服务年限Ty2709.9(90.863090%)=12(月)1115(1)面计划于2006年9月份开始施工工作面巷道,2007年8月份开始回采,2008年7月底回采完毕。(五)1115(1)工作面工程量及掘进工作面个数根据工作面巷道布置及系统能力确定掘进工作面为4个,其中煤巷三个,岩巷一个煤巷主要是三个顺槽同时掘进,岩巷用于小结构的掘进。1115(1)工作面回采巷道工程量表序号巷道名称支护型式倾角(度)煤岩别掘断面(m2)长度(m)11115(1)轨道顺槽29U棚010煤20.796锚索

    20、网010煤17小计287821115(1)运输顺槽29U棚010煤20.796锚索网010煤16小计28961114(1)运顺,前期1115(1)回风巷29U棚010煤20.796锚索网010煤17小计28283第五中部车场29U棚0煤16.51504第六中部车场29U棚0煤1651495轨顺回风联巷锚网喷0,20岩15.021816运顺回风联巷锚网喷0,26岩15.029071114(1)运输顺槽回风联巷锚网喷0,26岩15.021618边界煤层回风上山锚索网010煤1724091115(1)切眼锚索网810煤20.19220.5310合计9793.53m其中:煤巷:9361.53m、岩巷:

    21、432m。七、沿空留巷专项设计(一)沿空留巷Y型通风的巷道布置为了实现1115(1)工作面沿空留巷Y型通风,工作面采用一面两巷加借用巷道及边界煤层回风上山的布置方式。两巷为1115(1)运输顺槽、1115(1)轨道顺槽、借用巷道为1114(1)运输顺槽,其中1115(1)运输顺槽、轨道顺槽两巷进风通过采煤工作面及边界煤层回风上山回风到1114(1)运输顺槽,再经1114(1)运输顺槽回风联巷进入北一11-2煤层底板回风上山,北一11-2底板岩石回风大巷到中央回风井地面。(二)沿空留巷位置及巷道断面 顾桥矿1115(1)工作面沿空留巷,地点选择在工作面轨道顺槽,从工作面开切眼一直到停采线为充填留

    22、巷范围。工作面轨道顺槽沿煤层顶板掘进,采用锚梁网支护形式,断面为矩形,断面规格:宽高=5.0m3.4m,净断面面积为17m2。留用巷道采用补打188300m锚索加固。断面见附图。(三)1115(1)工作面留巷充填支架设计充填支架设计由沈阳煤碳设计研究院设计提供。(四)1115(1)工作面巷旁支护1、充填体材料强度的选择与计算(1)充填材料 沿空留巷充填材料选用膏体混凝土材料,主要成份是:硅酸盐、砂子、粉煤灰及水拌和的膏体混凝土材料外加添加剂, 下表为填材料选强度指标:天数(d)1d3d5d7d28d抗压强度值(MPa)39101214(2)混凝土膏体材料充填体强度设计顾桥1115(1)工作面矿

    23、压观测,来压步距:初次30米,周期来压18米。在直接顶容易冒落,老顶的动压影响不剧烈的情况下。沿空留巷支护体的工作阻力可按下式计算,沿空留巷的充填体宽度暂取为煤层采高0.7倍,B= m0.7=30.7=2.1m。P=42.6T/m2:岩石平均容重取2.5T/m3m:煤层采厚3.0mk:冒落岩石的碎胀系数1.25-1.5,取1.3B1:巷道煤帮到切顶线的悬顶宽度,为B2与留巷充填体(暂取2.1m)宽度的1.2倍B2:留巷宽度5.0m经计算P值为42.6T/m2,而根据充填体材料强度试验,其最大承载可达10.0 MPa以上,可满足承载要求。(3)充填体材料的运输、储存及上料方式沿空留巷是随着采煤工

    24、作面的推进而延伸,因此采煤工作面和留巷的连续性,要求充填材料的输送必须不间断。现生产的膏体混凝土充填材料,一般采用40公斤或50公斤袋装。按三刀一充填每次充填约18 m3需要约650袋,由于充填系统的工作是连续的,如在井下人工上料,工人的劳动强度高,上料粉尘大,工作环境差,因而采用矿用特制集装箱(约10 m3)在地面人工折装机械上料,打运到工作面轨道顺槽储料场(距采煤工作面不大与600m),增强上料可靠性和效率。副井井底车场北翼11-2岩石轨道大巷北一11-2采区轨道石门北一11-2上山采区轨道上山轨道上山第五中部车场1115(1)工作面轨道顺槽无级绳较车到工作面轨道顺槽储料场。膏体混凝土充填

    25、材料用矿用特制集装箱输送至1115(1)工作面轨道顺槽充填材料储料场,再通过螺旋输送泵直接输送到德国普茨迈特公司BSM1002-E混凝土泵,BSM1002-E混凝土泵放在可移动平板车上布置在距采煤工作面附近不大与600m巷道中,随时充填。充填过程中加水拌和时手动控制进水、要求进水管安装压力表,保证水压均衡充填泵供水水压不小于5公斤,水量不小于1012m3/h。 (4)充填设备的选型 鉴于国内尚无用于矿井输送混凝土充填泵,选用德国普茨迈斯特BSM1002-E混凝土泵,该泵主要由防爆电机、液压泵站系统,螺旋送料配水搅拌系统、液压缸体输送系统等组成。主要技术性能指标表最大理论输送能力1215m3/h

    26、最大理论输送能力15m3/h 最大理论输送压力100 bar输送缸冲程1000mm输送缸直径120mm液压缸/液压传输比110/63mm 1:1.86最大粒径8mm输送距离大于400m电机660V 50Hz功率55KW料斗容积220L重量3500Kg膏体混凝土充填材料的运输应保持密封,有防水防潮措施;材料的加水拌和时要控制好水灰比,确保材料加水拌和后的各种工作特性,搅拌时要防止材料泌水离析,造成堵管。充填管路三趟,两路充填一路备用,充填管路必须与BSM1002-E混凝土泵的泵送性能相匹配。性能要求为耐压不小于10MPa,管径108mm,壁厚6mm,低阻尼耐磨无缝钢管,管道连接采用耐压10 MP

    27、a管道快速接头及“O”橡胶圈密封。5、1115(1)工作面充填泵供电设计 (1)移动变压器容量选择:1115(1)工作面是我矿北翼11槽的第一个采用沿空流巷Y型通风的工作面,根据设计需用充填泵4台,其中2台在用,2台备用,其功率为55KW,电压等级为660V;2台螺旋输送泵,其功率为75KW,电压等级为660V。供电采用2路单线,中间无联络;为保证充填泵安全可靠运行,对6台泵分别用2台移动变压器(630KVA/10/0.69KV 2台)供电。A、运顺外口移变:它所带负荷有:P轨顺= P充填泵+ P输送泵=2X55+75=185KWP运顺= P无极绳+ P皮带低压+P绞车+P其他=110+70+

    28、45X2+7.5+100=377.5KWPe= P轨顺+ P运顺=185+377.5=562.5KWSb=PeKx/Cospj= 562.5x0.51/0.7=415.7kvA 其中: Cospj功率因数,由于存在2台以上设备同时启动,取0.7;Kx需用系数,Kx=0.4+0.6X110/562.5=0.51根据计算选择螺旋输送泵、充填泵移变容量为Sbe=630kvA415.7 kvA10/0.69KV。B、1115(1)轨顺中部移变:它所带负荷有:P轨顺外口= P无机绳+ P水泵=132+7.5X6=177KWP轨顺里口= P慢绞+ P水泵+ P输送泵+ P充填泵=45+18.5+7.5X6

    29、+40+75+55X2=333.5KW Pe= P轨顺外口+ P轨顺里口=177+333.5=510.5KWSb=PeKx/Cospj= 510.5x0.56/0.7=408.4kvA 其中: Cospj功率因数,由于存在2台以上设备同时启动,取0.7;Kx需用系数,Kx=0.4+0.6X132/510.5=0.56根据计算选择螺旋输送泵、充填泵移变容量为Sbe=630kvA408.4 kvA10/0.69KV。(2)电缆截面的选择:A、10KV高压电缆的选择;计算如下(高压电缆均按电缆长时运行电流来选择):第一趟高压10KV线路选择(带运顺外口移变):负荷统计:P总= P轨顺+ P运顺=18

    30、5+377.5=562.5KW这趟高压线路的总负荷就是:S总P总Kx/ Cospj562.50.51/0.7415.7KVA则通过10KV高压电缆的长时运行电流为:IS总/3U415.7/1.7321024A故选择MYPTJ10KV/3X703X25/3+3X2.5型10KV高压电缆(共500米),其额定载流量205A24A合格。其中:Kx0.40.6PMax/P0.40.6110/562.50.51由于存在两台以上电机同时起动的可能,所以这里Kx按0.7来取。第二趟高压10KV线路的选择(带1115(1)中部移变):负荷统计:Pe= P轨顺外口+ P轨顺里口=177+333.5=510.5K

    31、WSb=PeKx/Cospj= 510.5x0.56/0.7=408.4kvA 其中: Cospj功率因数,由于存在2台以上设备同时启动,取0.7;Kx需用系数,Kx=0.4+0.6X132/510.5=0.56则通过10KV高压电缆的长时运行电流为IS/310408.4/1.732X1023.6A因此,选择MYPTJ10KV/3X703X25/33X2.5型10KV高压电缆(共1500米)其额定载流量205A23.6A合格。B、低压电缆的选择:从运顺外口移变至输送泵及充填泵控制开关的电缆选择:I=PeKx /3UeCos=185X 0.64/3 0.690.7141.5A其中: Kx=0.4

    32、+0.6X75/185=0.64Cos为功率因数,取0.7考虑到供电距离及校验系数,选择电缆为MYP0.69/1.14KV-3X120+1X50型(共1500米)和MYP0.69/1.14KV-3X95+1X25型(共1000米)2种低压电缆,其中MYP0.69/1.14KV-3X95+1X25型电缆额定载流量250A141.5A,符合要求。从轨顺中部移变至输送泵及充填泵控制开关的电缆选择:I=PeKx /3UeCos=185X 0.64/3 0.690.7141.5A其中: Kx=0.4+0.6X75/185=0.64Cos为功率因数,取0.7故选择电缆为MYP0.69/1.14KV-3X9

    33、5+1X25型(共1000米),其额定载流量为250A141.5A,符合要求。(3)按允许电压损失校验电缆截面 由于采区用电属于间歇性负荷,采区电动机正常运行时的允许电压损失不超过额定电压的10%,而起动时的电压降即起动时电机入口处的电压不能低于额定电压的25%,即690V系统最大压降为69025%172.5V,满足这个条件,电动机就能正常起动。A、移变1(运顺外口):有关电气参数:已知Sbe=630kvA U2e=0.69kv Ud%=5.5% P=4500W I2e=525A I1e=36.49A移变电阻压降百分数 Ur=P/(10 Sbe)=4500/(10630)=0.071移变电抗压

    34、降百分数 Ux=(Ud2-Ur2) =(5.52-0.0712)=5.5则:Rb=PU2e2/ Sbe2=45000.692/6302=0.0054 Xb=10UxU2e2/ Sbe=105.50.692/630=0.042按允许起动条件校验电缆截面输送泵和充填泵正常运行时变压器内部电压损失:由前可得:S总P总Kx/ Cospj562.50.51/0.7415.7KVA则:I2bS总/ 3U2e Cospj415.7/1.732X0.69X0.7497AUB %I2b/ I2e(UrUx)497/525(0.0710.75.50.71)3.744输送泵和充填泵起动时供电电缆电压损失:UUB %

    35、X U2e/1003.744X690/10025.8V69V(10% U2)满足设备正常运行要求。 输送泵和充填泵正常运行时变压器内部电压损失:Ub=3(IQ+Iq)( Rb+ Xb)=3X(75X1.15X8+487.5X1.15)X(0.0054X0.7+0.42X0.71)=72.78V172.5V(25%U1e)满足设备起动电压要求。移变2(1115(1)轨顺中部移变):有关电气参数:已知Sbe=630kvA U2e=0.69kv Ud%=5.5% P=4500W I2e=525A I1e=36.49A移变电阻压降百分数 Ur=P/(10 Sbe)=4500/(10630)=0.071

    36、移变电抗压降百分数 Ux=(Ud2-Ur2) =(5.52-0.0712)=5.5则:Rb=PU2e2/ Sbe2=45000.692/6302=0.0054 Xb=10UxU2e2/ Sbe=105.50.692/630=0.042B、按允许起动条件校验电缆截面输送泵和充填泵正常运行时变压器内部电压损失:由前可得:Sb=PeKx/Cospj= 510.5x0.56/0.7=408.4kvA则:I2bS总/ 3U2e Cospj408.4/1.732X0.69X0.7488AUB %I2b/ I2e(UrUx)488/525(0.0710.75.50.71)3.677输送泵和充填泵起动时供电电

    37、缆电压损失:UUB %X U2e/1003.677X690/10025.4V69V(10% U2)满足设备正常运行要求。 输送泵和充填泵正常运行时变压器内部电压损失:Ub=3(IQ+Iq)( Rb+ Xb)=3X(75X1.15X8+434.5X1.15)X(0.0054X0.7+0.42X0.71)=69.23V172.5V(25%U1e)满足设备起动电压要求。(4)按经济电流密度选择高压电缆:A、第一趟10KV高压电缆: A=Ig/nJj=24/2.25=10.7 故取A=95mm2 式中,A-标准电缆截面mm2 Ig-最大持续负荷电流(A) n-不考虑下井电缆损坏时,同时工作电缆根数 J

    38、j-经济电流密度 A/mm2 由前可得:Ig =24A 查表得,Jj=2.25 n=1B、第二趟10KV高压电缆:A=Ig/nJj=23.6/2=11.8 由前可得:Ig =23.6A 查表得,Jj=2 n=1 故取A=70mm2 11.8 mm2。(供电图附后)6、充填工艺顾桥1115(1)工作面沿空留巷,试验点选择在工作面轨道顺槽一次留巷。(1)充填操作流程移架清理-机械立模-搅拌输送-充填清洗清理、立模:在工作面轨道顺槽沿空留巷处,管理好巷道顶板,清理巷道底板虚矸。采用ZZHCY15000/20/35型巷旁充填侧模板支架、ZZHCY13400/22/35型巷旁充填后模板支架、ZT8800

    39、/19/35超前支护支架挂外侧模板,支架自行前移机械立模,每次立模长为一次充填长度2.6m。搅拌输送:检查确定混凝土充填泵工作状况正常,管路畅通后,可进行材料的搅拌输送。进料要均匀连续,配水要严格控制水灰比。掌握设备的工作压力,防止管路阻塞。充填清洗:高添量粉煤灰膏体混凝土材料进入留巷充填模,要观察材料的平流堆积状况,材料要充满充填模并接顶充分。充填工作完成及时放清洗球用清水清洗管道及泵,原则上清洗管道污水排入采空区,不能对工作面、轨道顺槽及留设的巷道产生影响。充填后拆模前动态观测充填体的强度和矿压显现,发现问题及时处理。(2)膏体充填材料配比A、原材料要求水泥:325普通硅酸盐水泥或矿渣硅酸

    40、盐水泥;粉煤灰:干灰,含水率小于5%;砂:中砂,含水率小于3%;B、配合比水泥粉煤灰砂水多功能复合外加剂根据混凝土膏体材料抗压强度指标,充填体的宽度选择2.1m,充填高度以采高3m3.2m为参考;每次充填长度同工作面三刀推进度2.6m;要求充填垛与煤壁保持一个综采支架的长度。(五)1115(1)工作面留巷巷内支护1、充填体的临时支护轨道顺槽超前充填体约60m采用超前支护支架替换单体和铰接顶梁,超前支架沿轨道顺槽走向紧靠巷帮双排布置,在支架上安设工字钢梁,工字钢梁中-中500mm布置,超前支架型号ZT8800/19/35、超前支护支架12组、每组长5m替换长度约长度60m。超前支护支架高度1.9

    41、-3.5m,宽度0.47m,工作阻力8800kN,初撑力6180kN,支护强度每组0.76Mpa。2、 巷内加强支护形式及参数沿空留巷要求支护体作为支护物与围岩间具有同步协调性,支护体的有效性要以维护好直接顶的完整性为目的。沿空留巷的顶板下沉同巷道及巷道直接顶在采空区悬露跨度有关。一般随跨度的增大而加大,同时跨度小满足不了Y型通风的要求,因此1115(1)轨道顺槽留巷后巷内120m采用双排挑棚加强支护,减小悬顶跨度,尽量控制顶板下沉;随后在距工作面120m外开始巷修工作。考虑到1115(1)轨道顺槽跨度大还要受采动的影响,采用顶板补打18、长8.3m锚索,间排距为10001000加固。留巷后如

    42、若满足不了通风断面的要求,必须进行巷修工作,巷修主要采用卧底、刷帮,补打锚网及18、长8.3m锚索加固。巷内加强支护参数见留巷断面图。八、通风、瓦斯抽采、防灭火、瓦斯监控系统(一)通风系统1、瓦斯涌出量预计1115(1)工作面瓦斯涌出的来源有:本煤层煤体含有的瓦斯、1115(1)工作面老塘遗煤及13-1邻近层煤体涌出的瓦斯。根据统计,正在回采的1117(1)工作面已回采1030m,相对瓦斯涌出量为2.97 m3/t。工作面走向长度2613m,倾斜长度240m,回采标高在-801.9-686.0m之间。11-2煤层厚0.33.4m,平均厚2.47m,月平均日产在859012210t之间,绝对瓦斯

    43、涌出量在6.924.1 m3/min,相对瓦斯涌出量在1.066.39m3/t,平均2.97m3/t。预计1115(1)工作面回采期间日产10000T时相对瓦斯涌出量为6.5 m3/t,绝对瓦斯涌出量为45m3/min。2、通风系统:新鲜风流: 主井11-2主胶带机斜巷 1115(1)运输顺槽工作面主井11-2主胶带机斜巷主井、副井11-2轨道大巷112采区轨道上山 回风路线: 1115(1)工作面1115(1)回风巷11-2边界上山1114(1)运输顺槽1115(1)回风联巷 北一11-2岩石回风上山11-2回风斜巷北一11-2岩石回风大巷风井 北一11-2煤层回风上山北一11-2回风配风巷

    44、北一11-2岩石回风大3、通风方式:工作面采用上行通风,以利于瓦斯治理。4、风量计算 (1)按人员计算:Q=4N=480=320m3/minQ-工作面采煤期间所需风量 N-工作面同时工作最多人数,取80人(2)按工作面温度计算: Q=60VS=602.514.7=2205m3/minV-根据温度应具备的风速,取2.5m/s S-工作面有效通风断面m2,取14.7m2(3)按瓦斯涌出量计算:预测该面回采时最大相对瓦斯涌出量为6.5m3/t,设计日产10000 t,则绝对瓦斯涌出量为45 m3/min。Q=100qk/c=10011.25*1.5/0.8=2109m3/minq-工作面平均瓦斯绝对涌出量,45m3/min,其中抽采为32.1m3/min,风排为13.5m3/min。k-瓦斯涌出不均衡系数,综采面取1.5c工作面正常生产时工作面及回风流中允许的最大瓦斯浓度,c取0.8%(4)工作面进风量:轨


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