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北二采区1208-2在线顺槽开户代理登录

北二采区1208-2在线顺槽开户代理登录
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第一章 概 况

第一节 概 述

一、巷道名称

所掘巷道名称为北二采区1208-2在线顺槽。

二、巷道用途

北二采区1208-2在线顺槽用于北二采区1208-2综采网页版运煤及行人等。

三、设计长度、坡度及服务年限

北二采区1208-2在线顺槽A点至B点段巷道设计长度为1345.5m,A点-A′点巷道设计长度100.8m,施工坡度沿12-1煤顶板开户,A′点-B点段巷道设计长度1244.7m,施工坡度沿-9°进入12-2煤层后沿12-2煤底板破顶开户。服务年限2年。

四、巷道施工顺序

北二采区1208-2在线顺槽由A点拉门至A′点、B点的顺序施工(见附图1)。

五、本网页版2014年9月开工,预计2015年8月竣工。

六、北二采区1208-2在线顺槽平面图、剖面图(见附图1、2)。

第二节 编写依据

一、设计说明书及批准时间

设计说明书名称为《北二采区1208-2综采网页版巷道布置》,批准时间为2014年08月05日。

二、地质说明书及批准时间

地质说明书名称为《北二采区1208-2综采网页版开户地质说明书》,批准时间为2014年08月 日。

三、矿压观测资料

根据已掘北二采区1208-1在线顺槽有关矿压观测资料,确定开户地质构造段应力集中。

四、其他技术规定

根据《中华人民共和国安全注册手机版手机版》、《966登录》、《下载煤与app突出规定》、《千亿下载水规定》及矿有关技术要求。

第二章 地面相对位置及地质情况

第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况

1、北二采区1208-2在线顺槽相应的地表为:鱼塘、稻田,标高+22.918~+23.625m,区域内的水体和建、构筑物对施工影响不大。

2、北二采区1208-2在线顺槽位于北二采区,北侧为北三采区1206采空区,上部为1208-1采空区,下部为未动区,对巷道施工影响不大。

3、北二采区1208-2在线顺槽临近为北二1208-1采空区、北三1206采空区,巷道部分地段在北二采区1208-1采空区内,开户过程中应加强网页版出水征兆观察、顶板管理、通风及app监测官网。

4、井上下关系对照表(见表1)

表1

水平、采区北二采区966名称北二采区1208-2在线顺槽

地表标高/m+22.918~+23.625国际标高/m-849.995~-979.443

地面的相对位置

建筑物、小井及其他鱼塘、稻田。

国际相对位置对

开户巷道的影响北二采区1208-2在线顺槽位于北二采区,北侧为北三采区1206采空区,上部为1208-1采空区,下部为未动区,以上区域对开户巷道影响不大。

临近采掘情况对

开户巷道的影响北二采区1208-2在线顺槽北侧为北三采区1206采空区,上部为1208-1采空区,临近采掘现状对开户巷道影响不大。

第二节 煤(岩)层赋存特征

1、煤岩层产状: 261°~272°∠5°~10°。

2、煤层情况: 12-1煤平均厚1.60米;12-1煤与12-2煤间夹矸为泥岩,平均厚为1.02米;12-2煤平均厚1.70米。12-2煤顶板为黑色泥岩,平均厚1.02米,底板为细砂岩,平均厚1.15米。底板细砂岩下为13煤,平均厚2.35米。

3、坚固性系数:12-1煤、12-2煤f=0.26;泥岩 f=2.19~2.65;细砂岩f=4~6;粉砂岩f=2.6~4.5;中砂岩f=6.2。

4、根据辽工大编制的app地质图及有关部门提供的实测app资料,分析预测北二采区1208-2开户网页版app含量为1~4m³/t,开户过程中应加强网页版的app管理。

5、根据煤层自燃倾向鉴定报告,12煤为Ⅱ类自燃煤层,自然发火期3-6个月,开户过程中应加强防火管理,防止煤的自燃。

6、根据煤尘爆炸性鉴定报告,鉴定结论为12煤煤尘有爆炸性,开户过程中应加强防尘管理。

7、地温:35-41℃。

8、煤、岩层赋存特征(见表2),煤层顶底板情况(见表3),地层综合柱状图(附图3)。

煤(岩)层特征表 表2

指 标参 数备 注

煤层厚度(平均)/m1.612-1煤

煤层厚度(平均)/m1.712-2煤

煤层倾角(最小~最大/平均)/°4~10/7

煤层硬度f0.26

煤层层理(发育程度)发育

煤层节理(发育程度)发育

自燃发火期/d3-6

预计绝对app涌出量/(m³/min) 0.18

预计相对app涌出量/(m³/t)1-4

煤尘爆炸性有

地温/℃ 35~41

自燃发火类型II类

煤层顶底板情况表 表3

顶底板名称岩石类别硬度f厚度/m岩性

顶板直接顶泥岩2.19-2.651.02灰黑色。

底板直接底细砂岩4-61.15灰黑色,泥质,致密。

第三节 地质构造

1、根据相邻巷道实际揭露资料推测,北二采区1208-2在线顺槽煤岩层节理、层理发育,开户网页版总体构造形态为单斜构造,断层及裂隙发育, 开户过程中将遇落差大于1米的断层1条,Fy4,产状;134°∠26°,落差1.5m,开户过程中可能见一些小构造,对开户施工无影响。

2、断层情况表:

编号断层名称性质走向倾角落差对966的影响

1Fy4正断层134°∠26°1.5m无影响

3、火成岩情况

北二采区1208-2在线顺槽开户过程中将遇火成岩墙1条、火成岩床1处,岩性均为辉绿岩,对开户施工有一定影响,影响前掘长度73.6m,岩床平均厚0.3m,火成岩床侵蚀层位为12煤。其中岩墙厚度大于1m的火成岩1条,βμ2产状为;226°∠73°,宽:2.9m。火成岩具体位置、产状见地质说明书。

第三节 水文地质

1、采空区积水

北二采区1208-2网页版北侧为北二采区1206采空区,南侧为北二1210-1采空区,该网页版在开户过程中受北二1210-1采空区积水及北二1208-1采空区积水影响,其中北二采区1210-1采空区预计剩余水量23105m³,水头高度14.9m,北二1208-1采空区积水预计剩余水量6670m³,水头高度5.0m。

2、巷道所在地层为石炭系上统太原组。太原组裂隙承压弱含水层,含水层平均厚22.72m,单位涌水量为0.00004~0.0006 h/sm,渗透系数为0.0004~0.00084 m/d。太原组上方为山西组地层,山西组裂隙承压弱含水层,含水层厚度为35.51m~41.29m,单位涌水量为0.00334h/sm,渗透系数为0.00913 m/d。太原组下方为本溪组地层,本溪组裂隙承压弱含水层,含水层平均厚39.81m,单位涌水量0.00064 h/sm,渗透系数0.00373 m/d。

3、综上所述,该网页版水文地质条件中等,围岩富水性弱,对该网页版前掘影响较小。根据相邻巷道揭露情况,预计网页版最大涌水量不超过2m³/h。

第三章 巷道布置及支护说明

第一节 巷道布置

1、北二采区1208-2在线顺槽位于北二采区,水平标高-849.995~-979.443m,0-100.8m区域内巷道断面形状为矩形,宽度4.6m,高度2.8m,沿12-1煤顶板开户, 100.8-1345.5m区域内巷道断面形状为三心拱型,宽度5.333m,高度3.248m,沿-9°进入12-2煤层后沿12-2煤底板破顶开户,巷道开拉门位置位于北二下采胶带巷,方位角为270°。

2、巷道断面图(见图1)

3、巷道开拉门施工

(1)巷道拉门施工前必须做好准备官网(通风系统、防尘喷雾系统、风水管路、机电设备、app监测系统),具备施工条件,经矿职能部门验收后,方准开工。

(2)拉门口3.0m范围内顶板补打锚索加强巷道支护(见图2)。

4、巷道施工顺序

巷道施工由A点拉门沿12-1煤顶板开户,掘至A′点沿-9°进入12-2煤层后沿12-2煤底板破顶开户掘至B点的顺序施工。

第二节 矿压观测

1、观测对象:北二采区1208-2在线顺槽。

2、观测内容:巷道顶板离层量,锚杆的锚固力。

3、观测方法:巷道拉门口10m内设一组顶板离层观测点,此后每前掘50m设一组顶板离层观测点,每开户18m分别对帮、顶锚杆锚固力进行1组测试,每组3根,两帮各1根,顶板1根,进入1208-1采空区后取消观测,采用架U型钢棚做永久支护。

4、数据处理:顶锚杆锚固力≥70KN(17.5Mpa)。帮锚杆锚固力≥30KN(7.5Mpa)。

北二采区1208-2在线顺槽巷道断面图(单位mm) 图1

比例 1:60

巷道断面特征表

断面编号断面积锚杆参数锚索参数

(m²)长度直径锚深长度直径锚深

净掘mmmmmmmmmmmm

A-A′12.912.92200202150650021.76250

A′-B14.314.32200202150

北二采区1208-2在线顺槽拉门口大样图(单位mm) 图2

第三节 支护设计

一、确定巷道支护形式

1、根据地层综合柱状图资料分析,12-1#煤顶板为黑色泥岩,致密均一,贝壳状断口,含菱铁矿结核,12#-2煤顶板为黑色泥岩,黑色,致密,贝壳状断口,质软,易碎,赋存不稳定,上方为采空区冒落形成的再生顶,再生顶破碎易冒落。

2、根据"加固拱原理"和巷道所处的围岩性质(四类围岩)确定,预掘北二采区1208-2在线顺槽0-100.8m区域内巷道采用钢带、锚索、锚杆、金属网联合支护。100.8-1244.7m区域内巷道采用锚杆、金属网、钢带、架U型钢棚联合支护(巷道支护平、断面图见图1、3)。

二、0-100.8m区域内巷道支护计算原理

1、锚杆支护计算(计算原理按悬吊理论计算锚杆参数)

(1)锚杆长度计算:

锚杆长度:L≥L1+ L2+L3

式中:

L—锚杆理论长度(顶锚杆理论长度Lb,帮锚杆理论长度Lc)

L1—锚杆外露长度,取0.1m

L2—有效长度(顶锚杆取免压拱高b,帮锚杆煤帮破碎深度c)

L3—锚入岩层内深度(顶锚杆取0.8m,帮锚杆取0.6m)

B—巷道开户宽度

H—巷道开户高度

f—顶板岩石普氏系数,取3

ω—围岩的内摩擦角,取71.34°(查表得)

普氏免压拱高b=[B/2+Htan(45°-ω/2) ]/f

=[4.6/2+2.8×tan(45°-35.67°)]/2.5=0.875m

煤帮破碎深度c=H×tan(45°-ω/2)=2.8×tan(45°-35.67°)=0.575m

北二采区1208-2在线顺槽巷道帮顶锚杆、锚索布置图(单位mm) 图3

比例 1:60

经计算得出:

顶锚杆理论长度Lb=0.1+0.875+0.8=1.775m

帮锚杆理论长度Lc=0.1+0.575+0.6=1.275m

校核:Ls取2.2m,顶Ls≥Lb,帮Ls≥Lc,所选锚杆长度满足要求。

(2)锚杆间距、排距计算(设计时按间距×排距均为A²):

计算公式:A²=Q/KEγ=67.2/(2×1.47×26.07)=0.88

式中:

A=0.88×2=1.76m

A—锚杆间排距

Q—锚杆设计锚固力,取67.2KN/根

E—冒落拱高度,取参照H=B/2f

γ—被悬吊岩石的重力密度,取26.07 KN/m³

K—安全系数,一般取2

校核:施工时,As 最大取1.6m。所以As

(3)锚杆直径计算:

理论直径计算公式:ф1=(1/110)×L=(1/110)×1760=16mm

校核:实际直径:фs=20mm,фs>ф1,所以锚杆直径满足要求。

(4)锚杆拉力(锚固力)计算:

理论应具备锚固力:Q1=KLeA2R=2×0.9×0.82×2.5=28.8(KN)

式中:

Le=锚杆锚固长度,一般取0.9

R=2.5t/m³;容重

实际锚固力Qs经国际实测锚杆拉力大于30KN。

校核:因为Qs>Q1所以锚杆拉力(锚固力)满足要求。

2、锚索支护计算

(1)锚索长度计算:

锚索长度计算公式:L=La+Lb+Lc+Ld

式中:

L—锚索总长度,m

La—锚索深入到较稳定岩层锚固长度(按照GBJ86-1985要求,锚索锚固长度计算公式La≥Kd1fa/4fc=La≥(2×21.7×1770)/(4×10)=1.92m)

Lb—需要悬吊的不稳定岩层厚度,取2.5m

Lc—上托盘及锚具的厚度,取0.15m

Ld—需要外露的张拉长度,取0.25m

k—安全系数,取2

d1—锚索钢绞线直径,取 21.7mm

fa—钢绞线抗拉强度,查得直径为21.7mm钢绞线抗拉强度为1770N/㎜²

fc—锚索与锚固剂粘合强度,取10N/㎜²

经以上计算锚索长度L=La+Lb+Lc+Ld=1.92+2.5+0.15+0.25=4.82m

校核:Ls取6.5m,Ls>L,所选锚索长度满足要求。

(2)锚索支护密度计算:

锚索支护密度计算公式:N=KγBLb/Q

式中:

B—巷道开户宽度

K—安全系数,取 2

γ—被悬吊岩石的重力密度,取26.07KN/m³

Lb—需要悬吊的不稳定岩层厚度,取2.5m

Q—锚索的最低破断力,取655KN

锚索支护密度N=KγBLb/Q=2×26.07×4.6×2.5/655=0.84根/m

校核:Ns=4.375根/m,Ns>N,所以锚索支护宽度满足要求。

(3)锚索排距计算:

锚索排距计算公式:P=nQ/KγBLb

式中:

n—每排锚索确定的平均根数,取3.5根

Q—每根锚索最低破断载荷,取655KN

γ—被悬吊岩石的重力密度,取26.07KN/ m3

B—巷道开户宽度

K—安全系数,取 2

Lb—需要悬吊的不稳定岩层厚度,取2.5m

锚索排距P=nQ/KγBLb=2.5×655/(2×26.07×4.6×3.5)=2.14m

校核:Ps=1.6m,Ps

(4)锚索间距计算:

锚索间距计算公式:M=B/(n-1)

式中:n—每排锚索确定的平均根,取3.5根

B—巷道开户宽度

锚索间距M=4.6/(3.5-1)=1.84m

校核:Ms=1.4m,Ms=M,所以锚索间距满足要求。

(5)锚索预紧力根据所处围岩性质及支护经验确定≥180KN。

三、100.8-1345.5m区域内巷道支护计算原理

1、锚杆支护计算(计算原理按悬吊理论计算锚杆参数)

(1)锚杆长度计算:

锚杆长度:L≥L1+ L2+L3

式中:

L—锚杆理论长度(顶锚杆理论长度Lb,帮锚杆理论长度Lc)

L1—锚杆外露长度,取0.1m

L2—有效长度(顶锚杆取免压拱高b,帮锚杆煤帮破碎深度c)

L3—锚入岩层内深度(顶锚杆取0.8m,帮锚杆取0.6m)

B—巷道开户宽度

H—巷道开户高度

f—顶板岩石普氏系数,取3

ω—围岩的内摩擦角,取71.34°(查表得)

普氏免压拱高b=[B/2+Htan(45°-ω/2) ]/f

=[5.333/2+3.248×tan(45°-35.67°)]/2.5=0.895m

煤帮破碎深度c=H×tan(45°-ω/2)=3.248×tan(45°-35.67°)=0.585m

经计算得出:

顶锚杆理论长度Lb=0.1+0.895+0.8=1.795m

帮锚杆理论长度Lc=0.1+0.585+0.6=1.285m

校核:Ls取2.2m,顶Ls≥Lb,帮Ls≥Lc,所选锚杆长度满足要求。

(2)锚杆间距、排距计算(设计时按间距×排距均为A²):

计算公式:A²=Q/KEγ=67.2/(2×1.47×26.07)=0.88

式中:

A=0.88×2=1.76m

A—锚杆间排距

Q—锚杆设计锚固力,取67.2KN/根

E—冒落拱高度,取参照H=B/2f

γ—被悬吊岩石的重力密度,取26.07 KN/m³

K—安全系数,一般取2

校核:施工时,As 最大取0.8m。所以As

(3)锚杆直径计算:

理论直径计算公式:ф1=(1/110)×L=(1/110)×1760=16mm

校核:实际直径:фs=20mm,фs>ф1,所以锚杆直径满足要求。

(4)锚杆拉力(锚固力)计算:

理论应具备锚固力:Q1=KLeA2R=2×0.9×0.82×2.5=28.8(KN)

式中:

Le=锚杆锚固长度,一般取0.9

R=2.5t/m³;容重

校核:

实际锚固力Qs经国际实测锚杆拉力不符合计算要求,所以采用架设U型钢棚进行永久支护。

四、支护材料选型

根据以上计算结果,并结合巷道所处围岩性质,确定巷道支护参数选用如下支护材料:

1、锚杆选用ø20mm×2.2m的等强锚杆。

2、锚索选用ø21.7mm×6.5m的钢绞线,为7股钢丝扭制成,配用20mm厚铁板加工的托盘,规格300mm×300mm,中孔ø24mm。

3、钢带选用10mm钢丝绳加工成,长4.2m,锚杆(索)孔间距0.8m。

4、帮锚杆托盘选用7mm厚钢板制成,规格120×120mm,中孔ø22mm。顶锚杆托盘选用10mm厚钢板制成,规格200×200mm,中孔ø22mm。

5、锚固剂选用树脂锚固剂,规格ø23mm×500mm。

6、金属网采用8#(顶板)、10#(巷帮)铁线编制成的70mm×80mm网孔,规格5m×1.1m、5m×1.8m。

7、U型钢棚采用34#U型钢加工。

第四节 支护工艺与质量手机版

一、0-100.8m区域内巷道支护形式及工艺要求

1、支护形式

(1)巷道采用钢带、锚杆、锚索、金属网联合支护(见图3)。

①顶板支护布置方式:顶板锚杆、锚索布置为“四、三”布置,间排距700×800mm。

②巷帮支护布置方式:每帮布置五排帮锚杆,间排距700×800mm。

2、临时支护工艺及要求(见图4)

(1)临时支护前探梁及吊环规格:前探梁使用长4.0m的钢管,直径

75.5mm,壁厚4mm。吊环使用20mm厚铁板,中孔直径125mm,吊环两端焊接锚杆螺母及锚索锁具,焊接接口处,必须焊缝饱满,无砂眼。

(2)吊环的固定:用吊环焊接的锚杆螺母(锁具)固定在顶锚杆(锚

索)上,使用锚杆螺母固定时,锚杆螺母与顶板锚杆必须拧满扣,使用锁具固定时锁具内芯必须保证齐全完好。

(3)开户巷道成型后,手机版下载站在完好支护的巷道下,用长柄工具进行敲帮问顶,处理干净顶帮的活矸(煤),确保无问题后,下载站在永久支护下,挂连一片顶网。顶网连好后(初连网要求金属网成片可托起,支护完成后,终连网间距必须达到登录要求),上好吊环,施工下载将网顶起,前移前探梁,并用前探梁托起一根钢带,并用木拌横至在前探梁上,锚网支护完后,临时支护移至准备施工的第二条钢带处,依次顺序施工。

(4)前移前探梁时,班组长亲自指挥,并指派专人监护帮顶,发现问题及时处理。

3、铺连网工艺及要求

(1)顶网长边垂直巷道中线铺设,帮网沿巷帮铺设。

(2)相邻网搭接50-100mm,每隔150-200mm使用连网工具将搭接处两片金属网拧紧成扣,且必须拧紧不少于3圈。

4、锚杆支护工艺及要求

(1)开户巷道成型后→手机版下载用长柄工具处理顶帮活矸、活煤,并进行敲帮问顶→开始吊连顶网→前移前探梁→打顶锚杆→检查是否合格→打帮锚杆。

(2)锚杆每孔使用2根树脂锚固剂。安装锚杆时将锚固剂用锚杆送至孔底,搅拌时间25s-30s,搅拌停止后,2min-3min,使用扭矩扳手拧紧螺母。

(3)帮锚网支护,第1-3排锚杆允许滞后网页版不大于6条带,第4-5排锚杆允许滞后网页版不大于12条带;若巷帮岩石破碎,第1-3排锚杆紧跟网页版,第4-5排锚杆允许滞后网页版不大于6条带。

5、锚索支护工艺及要求

(1)敲帮问顶→打眼→上药卷安装索线→上托盘及锁头→用千斤顶预紧锚索。

(2)锚索每孔使用2根树脂锚固剂。安装锚索时将锚固剂用锚索送至孔底,搅拌时间25s-30s,搅拌停止后,2min-3min,使用千斤顶预紧锚索。

二、100.8-1345.5m区域内巷道支护形式及工艺要求

1、支护形式

(1)采用钢带、锚杆、金属网、架U型钢棚联合支护。

①锚杆支护布置方式:顶板每条钢带布置7根锚杆,每帮布置三排帮锚杆,间排距800×800mm。

②U型钢棚棚距800mm,岔角10%(见图1)。

③U型钢棚与网页版最大控顶距离1.8m。

(2)巷道100.8-131.6m区域内为进入12-2煤段,前掘期间使用管棚式进行超前支护。

①管棚式超前支护技术要求:在网页版的顶板迎头沿巷道轮廓线打眼,眼孔深3-3.5m,间距300mm,角度平行巷道轮廓线。

②钻眼机具使用YT-23(7655)凿岩机,钻头采用ø40mm钻头或ø28mm钻头。

③管棚采用37.5 mm钢管,管长1.5m(管与管之间可连接),或采用长度3.8m×ø20mm的等强锚杆。

2、临时支护工艺及要求(见图4)

(1)临时支护前探梁规格:使用木柈(长×宽×厚:3m×0.2m×0.1m)。

(2)巷道成型后,手机版下载站在完好支护的巷道下,用长柄工具(2m穿钎)进行敲帮问顶,处理干净顶帮的活矸(煤),确保无问题后,下载站在永久支护下,挂连一片顶网。顶网连好后,施工下载站在有支护侧;将木柈沿靠近网页版已经架好的两架钢棚上方木柈中穿过,前探梁靠近网页版迎头的一端顶在迎头,将网顶起。

(3)U钢立好后,在刹顶前,将前探梁撤掉;前掘临时支护依此循环。

3、铺连网工艺及要求

(1)顶网长边垂直巷道中线铺设,帮网沿巷帮铺设。

(2)相邻网搭接50-100mm,每隔150-200mm使用连网工具将搭接处两片金属网拧紧成扣,且必须拧紧不少于3圈。

4、锚杆支护工艺及要求

(1)开户巷道成型后→手机版下载用长柄工具处理顶帮活矸、活煤,并进行敲帮问顶→开始吊连顶网→前移前探梁→打顶锚杆→检查是否合格→打帮锚杆。

(2)锚杆每孔使用2根树脂锚固剂。安装锚杆时将锚固剂用锚杆送至孔底,搅拌时间25s-30s,搅拌停止后,2min-3min,使用扭矩扳手拧紧螺母。

5、架U型钢棚支护工艺及要求

开户巷道成型→手机版下载用长柄工具处理顶帮活矸、活煤,并进行敲帮问顶→开始吊连顶网→顶板锚网支护→按巷道中心找好腿窝位置开始挖腿窝(腿窝深不小于200mm)→稳设棚腿→使用旋转式“U”型托梁,上棚腿卡子并上梁→找好棚距、岔角,按要求刹帮刹顶→打紧楔子、打齐撑木→文明注册。

三、966质量手机版

1、巷道净宽:中心至巷道一侧允许偏差0-100mm。

2、巷道净高:无腰线测全高允许偏差-50-200mm。

3、锚杆角度:与巷道轮廓线垂直,允许偏差±15°。

4、锚杆外露长度:10-40mm(锚杆露出螺母长度)。

5、锚杆间排距:按设计要求进行布置,允许偏差±100mm。

6、锚索角度:与巷道轮廓线垂直,允许偏差±15°。

7、锚索外露长度:150-250mm(锚索露出锁具长度)。

8、锚杆预紧力:≥100N.m。

9、锚杆锚固力:帮锚杆≥30KN、顶锚杆≥70KN。

10、锚索锁紧压力:≥180KN。

11、相邻金属网搭接:50-100mm。

北二采区1208-2在线顺槽巷道临时支护示意图(单位mm) 图4

比例 1:60

第四章 施 工 工 艺

第一节 施 工 方 法

1、北二1208-2在线顺槽采用开户机开户为主,手镐修理巷帮的方式,胶带输送机进行输送煤(矸),一次成巷,0-100.8m区域内巷道支护方式采用钢带、锚索、锚杆、金属网联合支护,100.8-1345.5m区域内巷道支护方式采用锚杆、金属网、钢带、架U型钢棚联合支护。

2、巷道开拉门施工方法

(1)代理下载首先在施工地点搭设手机版平台,平台搭设选用150×150mm的方木做立柱和横梁,每侧不少于3根立柱,用自制的U型卡固定牢固,上方铺设不小于50mm厚跳板,跳板不得探出横梁300mm,跳板两端用8#铁线与横梁拧紧。

(2)下载站在手机版平台上将原巷道金属网横向剪开3.0m~4.0m,然后按照要求进行开户。

(3)巷道高度、宽度达到要求后及时对巷道帮顶进行支护。

3、特殊条件施工方法

(1)遇地质构造带及顶板破碎段前掘方法

①如遇帮顶破碎及地质构造段施工时,造成巷道超挖宽度超过400mm,顶板必须及时补打点锚杆,并使用管棚式进行超前支护。

②管棚式超前支护技术要求:在网页版的顶板迎头沿巷道轮廓线打眼,眼孔深3-3.5m,间距300mm,角度平行巷道轮廓线。

③钻眼机具使用YT-23(7655)凿岩机,钻头采用ø40mm钻头或ø28mm钻头。

④管棚采用37.5 mm钢管,管长1.5m(管与管之间可连接),或采用长度3.8m×ø20mm的等强锚杆。

(2)施工硐室

①硐室施工采用一次成巷方法进行施工代理,0-100.8m区域内硐室支护方式为全锚索布置,间排距700×800mm,100.8-1345.5m区域内硐室支护方式采用锚网、架棚联合支护,锚杆间排距800×800mm。

②该巷道从拉门起,施工硐室规格如下(长×高×深):

胶带输送机机头硐室,规格30m×3.5m×0.4m。

绞车硐室,规格4.2m×3.3m×3.0m。

绞车挡杠硐室,规格2.0m×3.0m×0.8m。

材料硐室,规格30m×3.3m×0.8m。

移变硐室,规格2m×3.3m×2.4m。

③硐室施工位置应避开顶板破碎带及地质构造段,具体施工位置以实际施工为准。

第二节 凿 岩 方 式

一、机掘施工方式

1、开户注册工艺流程:

开户机进入网页版,对急停试验、报警→开户机割、装、运→开户成形,找净网页版浮矸,后退→敲帮问顶→临时支护→锚索、钢带、锚网联合支护(锚杆、金属网、钢带、架U型钢棚联合支护)→撤出网页版所有工具、设备、清理杂物→检查风筒、探头(距网页版距离)是否符合要求→撤出下载。

2、支护打眼使用YT-23(7655)凿岩机、MQT-130型锚杆钻机进行打眼及安注锚杆、锚索。

3、巷道0-100.8m区域内最大临时控顶距4.2m,巷道100.8-1345.5m区域内最大临时控顶距1.0m,备棚滞后网页版迎头不大于1.8m。如遇断层破碎带时U钢棚紧跟网页版。

二、开户机截割顺序(见图5)

1、按截齿切割方向由上至下循环切割,最后刷成所需巷道断面形状。

2、巷道0-100.8m区域内每循环进尺4.2m, 巷道100.8-1345.5m区域内每循环进尺0.8m。

3、每次进刀深度0.2m-0.5m。

北二采区1208-2在线顺槽开户机截割顺序示意图(单位mm) 图5

第三节 装 载 与 运 输

一、装载方式

网页版使用开户机进行前掘装载煤矸,通过开户机一运二运装置运至胶带输送机进行输送,网页版所需物料采用轨道在线与人工辅助在线相结合,装载所需物料的车辆到达北二采区1208-2在线顺槽料场进行卸载,然后通过人工运到网页版。

二、在线系统

1、运煤系统

北二采区1208-2在线顺槽胶带输送机→北二下采胶带巷胶带输送机→北二下采胶带斜巷胶带输送机→煤仓(见附图4)。

2、材料设备在线系统

副井→井底车场→-850北翼在线大巷→-845北翼辅助在线大巷→北二下采轨道石门→北二下采胶带巷→北二采区1208-2在线顺槽(见附图4)。

三、在线设备的铺设

1、轨道的铺设

(1)本网页版采用轨型24㎏铁道,要求铺设平直、扣件齐全、紧固有效,接头间隙不超过5mm,内错差不超过2mm,水平偏差不超过2mm,轨枕间距0.6m,轨枕必须垫实,轨道距网页版50m-100m。

(2)在线沿线保持清洁无杂物,每月对铺设的轨道至少检查一次。

2、输送机的铺设

(1)机头、机尾与巷帮距离不小于0.7m,其它部位与巷帮距离不小于0.5m。

(2)胶带输送机机头主体架行人侧用防护网挡严,机尾安设防护罩,皮带架要求平直。第一部皮带头迎头必须设置迎煤板。

(3)胶带输送机机头、机尾采用40T锚链链接牢固并打底锚固定,机头底锚数量为6根,机尾底锚数量为2根。采用ø20mm×2200mm的等强锚杆,锚固力不小于70KN。

(4)刮板输送机各部件齐全、可靠、有效,要求平直。

(5)刮板输送机机头、机尾采用40T锚链链接牢固并打底锚固定,机头底锚数量为4根,打在固定的机座孔内,机尾底锚数量为2根。采用ø20mm×2200mm的等强锚杆,锚固力不小于70KN。

3、绞车的安装

(1)绞车固定采用打混凝土(混凝土标号为C20)基础固定。基础规格按矿机电科相关规定执行。

(2)斜巷在线“一坡三挡”,其位置为绞车往下一列车长度处设置阻车器,阻车器下方3-6m处设置挡车栏。挡车栏基础采用打砼(规格:长1.0m×宽1.0m×深1.5m),挡车栏的开启方式采用远方手机版。

装载、在线设备在线方式表 表4

序号设备名称型号数量安装位置固定方式在线方式在线距离

1开户机EBZ-1501网页版非固定刮板输出10m

2桥式转载机QZP-1601网页版非固定带式输出16m

3带式输送机DSP-8001拉门口机头、尾锚固带式输出700m

4带式输送机DSP-8001700m机头、尾锚固带式输出700m

5绞车40KW1拉门口基础锚固牵引500m

6绞车40KW1500m基础锚固牵引500m

7绞车40KW11000m基础锚固牵引500m

第四节 管 线 敷 设

1、风筒、电缆、风水管路按巷道断面图布置(见图1)。

2、风管、水管用专用钩固定 在帮锚杆上,每隔3-5m一个钩,悬挂高度不低于1.5m,距网页版不超过30m。

3、电缆挂在专用的电缆钩上,电缆钩挂于固定在顶板Φ15.5mm钢丝绳上,钢丝绳一端用卡子拧紧在顶板锚杆的吊环上,另一端用同样的方法固定于顶板上,钢丝绳中间部分用铁线每隔1.6m吊于顶板钢带及U型钢棚上。电缆钩每个间距600mm,且每钩只准挂一根电缆。

管线及轨道敷设方式表 表5

序号名称规格

型号单位数量吊挂方式与中心腰线距离与底板水平/垂直距离(m)与网页版距离

2风筒Φ1000mm121悬吊中心左0.7-1.0m1.0/1.5≤5m

3风管Φ108mm58悬吊中心左1.9m0.9/1.030m

4水管Φ108mm58悬吊中心左1.9m0.9/1.030m

6缆线70²m250悬吊中心右1.9m1.5/2.0--

第五节 设备及工具配备

设备及工具配备(见表6)

设备及工具配备表 表6

序号设备、工具名称规格型号单位数量备注

1控制开关QBZ-120台

2馈电开关KBZ-200台

3综保ZBZ-4.0台

4激光指向仪EQJ-500台1

5局部通风机FBD-NO6.3/2× KW台2

6凿岩机7655台4

7锚杆钻机MQT—130台4

8预应力千斤顶YCD22-370台1

9锚杆拉力计LSZ-300台1

10风镐G10台4

11中方锹军用把4

12尖锹象牌把4

13镐3#900-950mm把2

14锤18P把2

第五章 注册系统

第一节 通风

一、通风方式及供风距离

1、采用压入式通风,最长供风距离为1400m。

2、通风系统(见附图5)

新风:副井→-850配风大巷→-845轨道巷→架空人车道→北二下采胶带斜巷→局部通风机吸风→风筒→网页版。

乏风: 网页版→已掘北二采区1208-2运顺→北二下采胶带巷、北二采区轨道巷→北二采区1216网页版→北二采区1216回风绕道道→下采回风上山→下采回风石门→北风井。

二、风量计算

1、按app涌出量计算:

Q1 = 125×q×k=125×0.18×2.0=45m³/min

式中:

Q1—— 开户网页版实际需要风量,m3/min;

q ——网页版平均app绝对涌出量(根据相邻开户网页版app涌出量,确定本开户网页版煤层app含量涌出量为4m3/t,日出煤矸量64.32t计算得绝对app涌出量为0.18m³/min)。

k——网页版app涌出不均衡系数,取2.0(根据已掘北二采区1208运顺开户网页版正常注册观测一个月后数据,得出app涌出不均衡通风系数为2.0),取2.0。

2、按局部通风机的实际吸风量计算:

煤巷半煤巷开户:Q2=Q机吸+60×0.25S

Q2=440+60×0.25×10

Q2=590m3/min

式中:

Q2——开户网页版需要风量,m3/min;

Q机吸——开户网页版局部通风机实际吸风量,m3/min;

0.25 ——煤巷半煤巷道最低风速,m/s;

S ——局部通风机所在巷道断面,m2;

3、按炸药使用量计算:

Q3=10×A

Q3=10×0

Q3=0 m3/min

式中:

Q3——开户网页版实际需要风量,m3/min;

10——每千克炸药爆炸后需要供给的风量,m3/min·kg;

A ——开户网页版一次爆破所用的最大炸药用量,kg;

4、按开户网页版同时代理人数计算:

Q4 = 4N=4×9=36m³/min

式中:

Q4——开户网页版实际需要风量,m3/min;

4——每人每分钟应供给的最低风量,m3/min;

n——开户网页版同时官网的最多人数。

5、确定开户网页版实际需要的配风量:

网页版实际需要风量为:Q= 45 m3/min。

三、风量验算

取网页版需要风量Q =45m³/min进行校核如下:

1、按最高风速校核

Q高=V×S

Q高=240×13.4=3216m³/min

式中:

Q高——开户网页版的最高风量,m3/min;

S——开户网页版的断面积,m2;

V高——开户网页版允许的最高风速4×60=240 m/min;。

Q < Q高,(网页版风量符合规定)

2、按最低风速校核

Q低=V低×S

Q低=15×13.4=201m³/min

式中:

Q低——开户网页版的最低风量,m3/min;

S——开户网页版的断面积,m2;

V低——开户网页版允许的最低风速0.25×60=15 m/min;。

Q < Q低 ,(网页版风量不符合规定)

通过以上计算得出该网页版风量Q取45m³/min满足不了需要,必须保证取值大于最低风速201m³/min,在保证最低风速的情况下,为保证风量的稳定外加10%的富余系数。因此Q取221m³/min。

即:Q高> Q > Q低

3、局部通风机选型

根据风量计算结果,网页版设计风量为221m³/min,风筒选用直径为1000mm胶质阻燃风筒供风,最长供风距离为1400m,根据供风长度及风筒长度特性曲线得出,百米漏风率按2.0%计算,局部通风机供风量不小于307m³/min,因此选用FBDNO6.0/2×15kW局部通风机。根据其他开户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为240-440 m3/min,能够满足网页版通风需求。局部通风机安设在北二下采胶带斜巷内。

常用局部通风机风量参考表

型号或名称功率/kw吸入风量/ m3/min

对旋局部通风机2×7.5180—300(250)

对旋局部通风机2×15240—440(350)

对旋局部通风机2×30260—630(500)

柔性风筒有效风量及漏风率参考表

规格尺寸(直径mm)百米漏风率(%)

6001.20-3

8001.19-3

10001.00-3

局部通风机性能参数

参 数

规 格电机功率/kw

№5.0/2×7.52×7.5

№6.0/2×152×15

№6.3/2×302×30

第二节 压 风

开户网页版的压风风源由地面压风机统一供风(见附图6),采用4寸无缝钢管接设至网页版。压风压力不得小于0.45Mpa。

第三节 下载煤与app突出

根据娱乐科学研究总院沈阳研究院鉴定结果,北二采区为无突出危险区,在前掘期间用网页版预测方法进行区域验证并采取安全防护下载。

1、区域验证方法及要求:

由专职防突员用钻屑指标法验证网页版的突出危险性,预测孔深8.5m(见附图7),每2m测定一次Δh2、每1m测定一次钻屑重量,如所测指标Δh2<200pa、最大钻屑重量<6.0kg/m,并且无其他突出预兆,判断网页版无突出危险,允许网页版在采取安全防护下载的情况下前掘。当所测指标Δh2≥200pa或最大钻屑量≥6.0kg/m或有其他突出预兆时,该网页版立即停止代理,根据现场情况制定防突下载。

(1)在开拉门前进行首次验证(2次预测),此后网页版每前掘50m至少进行1次验证循环(2次预测)。在网页版打3个Φ42mm钻孔,一个位于中间平行于网页版前掘方向,另外两个孔打在网页版两侧,控制巷道轮廓线以外2.5m。每循环区域验证的首次预测为无突出危险允许网页版前掘5米,第二次预测为无突出危险允许网页版前掘45m。

(2)区域验证选用风煤钻、螺旋钻杆、Φ42mm钻头等工具,不得使用锚杆机。

(3)网页版始终保持超前距不少于20m的超前钻孔(见附图8),探明地质构造、煤层赋存情况和观察突出预兆,由跟班负责人、瓦检员、安监员共同监督并做好记录。

(4)网页版遇地质构造时,加密区域验证循环至每5m进行一次。

2、防突下载

当所测指标Δh2≥200pa、最大钻屑量≥6.0kg/m,或有其他突出预兆及钻孔无法按设计施工时,必须立即停止代理,根据现场情况制定防突下载,并上报公司,经公司总966师批准后执行。

3、安全防护下载

(1)进入该网页版的下载,必须携带隔离式自救器,并会正确使用。

(2)进入该区域的所有下载必须熟悉避灾路线,当手机版下列预兆之一时,下载按照避灾路线撤离并向矿调度汇报:

a、网页版压力增大,支护来劲;

b、有声响,如闷雷声、爆竹声、机枪声、哨声、嗡嗡声;

c、网页版app浓度突然变大、变小或忽大忽小;

d、网页版顶板掉渣、片帮、煤壁压出、颤动;

e、网页版有煤尘雾;

f、煤层层里紊乱、松软、干燥;

g、打钻时顶钻、夹钻、钻机过负荷、钻孔变形、塌孔、喷孔等。

(3)在下列地点安设压风自救装置,个数满足代理人数需要,平均每人压缩空气供给量不得小于0.3m3/min:

a、距网页版25~40m的巷道内,个数9个;

b、爆破、撤离、警戒下载所在位置,个数满足代理人数需求。

c、回风道有人代理处,个数满足代理人数需求。

(4)该网页版进风侧必须设置防突风门,由施工下载负责管理使用,通风队定期检查维护。

第四节 供水与综合防尘

防尘系统(见附图9):北风井→下采轨道上山→-845轨道巷→-845入风巷→北二下采轨道石门→北二下采胶带巷→网页版。

1、开户巷道内每50m设有一处三通阀门,其它巷道内每100m设有一处三通阀门。

2、网页版必须采取湿式打眼,网页版装煤时洒水,转载点和皮带头必须安装喷雾装置,出煤时开启并保证雾化效果。

3、开户机内外喷雾水压分别不小于3Mpa和1.5Mpa。开机时必须打开喷雾装置。

4、开户巷道内设置2组隔爆水棚,每组隔爆水棚的总水量不小于2680L,棚区长度不小于20m,第一组水棚距网页版的距离必须保持在60~200m范围内,第二组水棚距顺槽口不小于50m。

隔爆水棚水量计算:

Q =Qe×S=200×13.4=2680L

Q——每组隔爆水棚需要的水量(单位L):

Qe——巷道单位断面需要的额定水量200L/m2:

S——巷道断面积:m2

5、每处水袋棚必须使用同一规格水袋,不得混用。

6、隔爆设施每周通风队检查一次。检查内容包括:安装地点、水袋数量、水量、安装质量、棚区长度、断面、棚距等参数。

7、加强个人防护,进入网页版代理下载必须佩带防尘口罩。

第五节 防 灭 火

1、相邻采区、相邻煤层和邻近巷道均无自燃发火倾向和不存在火区,防火重点是电缆、机械摩擦和人为火灾。

2、本巷道在开户过程中如遇到高顶、孔洞和裂隙时用不燃性材料充填。

3、各在线机头及移动配电点配备2只灭火器、两把消防锹和两个灭火砂箱,灭火器必须放置在架子上,放于皮带头5m便于取用的地方。消防器材严禁移做他用。

第六节 安 全 监 控

一、分站、传感器安设位置(见附图10)

(1)分站安设位置:北二下采1208-2运顺开户巷风机配电点。

(2)分站供电电源:北二下采1208-2运顺开户巷副风机专用电源负荷侧。

(3)传感器安设位置:开户网页版甲烷传感器T1距网页版≤5m;回风流中甲烷传感器T2距回风绕道口10—15m;当开户巷道长度大于1000米时,在巷道中部增设甲烷传感器T3;全风压回风混合处T4距开户巷道拉门口10—15m;开停传感器固定在开户网页版主、副局部通风机的电源负荷线上;风筒传感器固定在局部通风机的风筒末端;馈电传感器固定在被控高开负荷侧的低压电缆上。

(4)手机版要求:监测分站必须设置在新鲜风流的巷道中,应便于下载观察、调试、检验及支护良好、无滴水、无杂物,距巷道底板不小于300mm或吊挂在巷道中。甲烷传感器应垂直吊挂,距顶板(顶梁)≤300mm,距巷道侧壁≥200mm,安装维护方便,不影响行人和行车,网页版甲烷传感器,不得与风筒设置在同一侧。

二、传感器报警浓度、断电浓度、复电浓度及断电范围设置

(1)T1 报警浓度:≥0.8% CH4;断电浓度:≥0.8% CH4;复电浓度:<0.8% CH4

断电范围:开户巷道内全部非本质安全型电气设备。

(2)T2 报警浓度:≥0.8% CH4;断电浓度:≥0.8% CH4;复电浓度:<0.8% CH4

断电范围:开户巷道内全部非本质安全型电气设备。

(3)T3 报警浓度:≥0.8% CH4;断电浓度:≥0.8% CH4;复电浓度:<0.8% CH4

断电范围:开户巷道内全部非本质安全型电气设备。

(4)T4 报警浓度:≥0.5% CH4;断电浓度:≥0.5% CH4;复电浓度:<0.5% CH4

断电范围:包括1216采煤面及1208-2运顺开户巷在内的全部非本质安全型电气设备。

三、安全管理下载

1、开户网页版甲烷传感器由开户当班班组长负责按规定位置及时移动,由代理地点app检查员负责检查监督。

2、app监测维护下载每天至少对该地点甲烷检测传感器及其它安全监控设施巡视检查一次,并使用便携式甲烷检测报警仪或便携式光学甲烷检测仪与甲烷传感器进行对照检查。

3、监测设备必须定期调试,每七天使用手机版甲烷气样和空气气样对该地点甲烷传感器调校一次,并对甲烷超限、设备故障等断电闭锁功能进行测试,确保报警、断电准确灵敏可靠。

4、当班app检查员负责对该地点的甲烷传感器检测精度和监控设施进行检查,如有超差和损坏,及时向安全监控部门汇报。

5、安全监测值班下载接到安全监控系统出现故障和异常现象通知后,要立即赶到现场,对故障进行及时处理,并将原因和结果汇报通风队调度和矿调度。

6、使用单位负责提供监测电源,接通电源及控制线,并负责非本安设备的日常维护和管理。监测电缆应在动力电缆上方整齐悬吊,间距为0.1m以上,接头连接要规范。

7、与监测监控关联的电气设备,电源线和控制线在拆除或改线时,必须与信息中心共同处理。检修与监测监控关联的电气设备,需要监控设备停止运行时,须经矿主要负责人或主要技术负责人同意,并制定安全下载后方可进行。

8、当开户网页版涌出的app造成断电后,在未流经回风甲烷传感器之前或未确认小于0.8%以下时,禁止送电代理。

第七节 供 电

一、变压器负荷统计

1、变压器原有负荷量

1#变压器原有负荷:∑Pe原= 90kw

2#变压器原有负荷:∑Pe原= 90kw

3#变压器原有负荷:∑Pe原= 0kw

2、变压器新增负荷量

1#变压器新增负荷:∑Pe增= 30kw

2#变压器新增负荷:∑Pe增= 30.1kw

3#变压器新增负荷:∑Pe增= 248kw

4#变压器新增负荷:∑Pe增= 164kw

5#变压器新增负荷:∑Pe增= 246kw

详见附图11-13。

3、最大启动负荷量

1#变压器新增负荷:∑Pmax=15kw,并采用直接启动方法启动。

2#变压器新增负荷:∑Pmax=15kw,并采用直接启动方法启动。

3#变压器新增负荷:∑Pmax=80kw,并采用直接启动方法启动。

4#变压器新增负荷:∑Pmax=80kw,并采用直接启动方法启动。

5#变压器新增负荷:∑Pmax=160kw,并采用直接启动方法启动。

4、变压器原有负荷需用系数

1#变压器原有负荷:取0.80

2#变压器原有负荷:取0.80

5、变压器新增负荷需用系数

1#变压器新增负荷:Kx增=0.80

2#变压器新增负荷:Kx增=0.80

3#变压器新增负荷:Kx增= 0.59

4#变压器新增负荷:Kx增= 0.65

5#变压器新增负荷:Kx增= 0.79

6、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#变压器原有负荷:Sb原=120KVA

2#变压器原有负荷:Sb原=120.4KVA

2、变压器所带新增负荷总视在功率

1#变压器新增负荷:Sb增=40KVA

2#变压器新增负荷:Sb增=40.13KVA

3#变压器新增负荷:Sb增=243.87KVA

4#变压器新增负荷:Sb增=177.67KVA

5#变压器新增负荷:Sb增=323.9KVA

3、变压器所带负荷总视在功率

1#变压器总视在功率:Sb= 160KVA

2#变压器总视在功率:Sb= 160.53KVA

3#变压器总视在功率:Sb= 243.87KVA

4#变压器总视在功率:Sb= 177.67KVA

5#变压器总视在功率:Sb= 323.9KVA

经效验,所选1#、2#、3#、4#和5#变压器容量全部满足要求。详见附图11-13。

三、变压器压降计算

1#变压器:

⊿UT =(Pca* R+Qca* X)/Ue=(96×0.0068+128×0.0427)/0.66=9.27V

2#变压器:

⊿UT =(Pca* R+Qca* X)/Ue=(96.32×0.0068+128.42×0.0427)/0.66=9.3V

3#变压器:⊿UT=(Pca* R+Qca* X)/Ue = (146.32×0.0068+195.1×0.0427)/0.66 =14.13V

4#变压器:⊿UT=(Pca* R+Qca* X)/Ue = (106.6×0.0068+142.14×0.0427 )/0.66= 10.29V

5#变压器:⊿UT=(Pca* R+Qca* X)/Ue = (194.34×0.0204+258.47×0.1280 )/1.14 = 32.50V

选择电缆截面及效验压降

四、电缆截面选择

1#变压器Ig=0.80(16.9*2)=27.04A 选用MY-0.38/0.66KV 3×35+1×16电缆符合要求。详见附图11-13。

2#变压器Ig=0.80(16.9*2+0.1*1.15)=27.13A选用MY-0.38/0.66KV 3×35+1×16电缆符合要求。

3#变压器Ig=0.59((2*45+5.43+2*45)=111.26A 选用MY-0.38/0.66KV 3×70+1×25电缆符合要求。

4#变压器Ig=0.65(2*45+5.43+2*45)=120.53A 选用MY-0.38/0.66KV 3×70+1×25电缆合要求。

5#变压器Ig= 0.79(96+46.2+7.89)=118.57A 选用MYCPJ-1.14KV 3×70+1×25电缆符合要求。

五、电缆压降效验

干线电缆电压损失

1#变压器

⊿UG1=⊿UG1%*U2N=30*0.80*0.500*0.180%*660 = 14.26V

⊿UG3=⊿UG3%*U2N=30*0.80*0.002*0.243%*660 = 0.08V

2#变压器

⊿UG1=⊿UG1%*U2N=30.1*0.80*0.500*0.180%*660 = 14.3V

⊿UG3=⊿UG3%*U2N=30.1*0.80*0.002*0.243%*660 = 0.08V

3#变压器

⊿UG1=⊿UG1%*U2N=164*0.59*0.050*0.096%*660 =3.07V

⊿UG2=⊿UG2%*U2N=124*0.59*0.400*0.096%*660 =18.54V

⊿UG2=⊿UG2%*U2N=84*0.59*0.100*0.096%*660 =3.14V

⊿UG5=⊿UG5%*U2N=84*0.59*0.002*0.243%*660 = 0.16V

4#变压器

⊿UG1=⊿UG1%*U2N=164*0.65*0.020*0.096%*660 =1.35V

⊿UG2=⊿UG2%*U2N=128*0.65*0.200*0.096%*660 =10.54V

⊿UG3=⊿UG3%*U2N=40*0.65*0.200*0.096%*660 = 3.29V

⊿UG5=⊿UG5%*U2N=40*0.65*0.002*0.243%*660 = 0.08V

5#变压器

⊿UG1=⊿UG1%*U1N = 246*0.79*1.100*0.0322%*1140 = 79.19V

支线电缆电压损失

1#变压器⊿UZ =⊿UZ%*U2N =15*0.80*0.010*0.931%*660 = 0.73V

2#变压器⊿UZ =⊿UZ%*U2N =15*0.80*0.010*0.931%*660=0.73V

3#变压器⊿UG5=⊿UG5%*U2N =4*0.59*0.030*0.931%*660=0.05V

4#变压器⊿UZ =⊿UZ%*U2N =40*0.65*0.005*0.366%*660=0.06V

5#变压器⊿UZ =⊿UZ%*U2N=0V

总电压损失:

1#变压器∑⊿U=⊿UT+⊿UG +⊿UZ =24.34V

2#变压器∑⊿U=⊿UT+⊿UG +⊿UZ =24.41

3#变压器∑⊿U=⊿UT+ ⊿UG+⊿UZ =39.09V

4#变压器∑⊿U=⊿UT+⊿UG +⊿UZ =25.61V

5#变压器∑⊿U=⊿UT+⊿UG +⊿UZ =111.69V

经过,电压降校验,电缆选择同样符合要求。

六、两相短路电流计算

7点:I(2)d =Ue/{2[(∑R)2+(∑X)2]1/2} = 928A

8点:I(2)d =Ue/{2[(∑R)2+(∑X)2]1/2} = 928A

9点:I(2)d =Ue/{2[(∑R)2+(∑X)2]1/2} = 951A

11点:I(2)d =Ue/{2[(∑R)2+(∑X)2]1/2} = 2206A

12点:I(2)d =Ue/{2[(∑R)2+(∑X)2]1/2} = 5919A

14点:I(2)d =Ue/{2[(∑R)2+(∑X)2]1/2} = 1886A

15点:I(2)d =Ue/{2[(∑R)2+(∑X)2]1/2} = 1086A

16点:I(2)d =Ue/{2[(∑R)2+(∑X)2]1/2} = 6612A

17点:I(2)d =Ue/{2[(∑R)2+(∑X)2]1/2} = 1645A

18点:I(2)d =Ue/{2[(∑R)2+(∑X)2]1/2} = 1982A

23点:I(2)d =Ue/{2[(∑R)2+(∑X)2]1/2} = 1520A

七、开关整定及开关保护灵敏度效验

开关整定

开关瞬时值整定

低馈头1#:

IZ=IQe+Kx∑Ie =32.9*6+0.80*16.9*6= 278.52A则,选择1000A

低馈头2#:

IZ=IQe+Kx∑Ie =32.9*6+0.80(6*16.9+0.1*4*1.15)=279.46A则,选择1000A

低馈头3#:IZ=IQe+Kx∑Ie =2*45*6+0.59(2*45+2*5.43+2*45)= 652.6A则选择1000A

低馈头4#:IZ=IQe+Kx∑Ie=2*45*6+0.65(2*45+5.43)= 602.03A则,选择1000A

低馈头5#:IZ=IQe+Kx∑Ie =96*6+0.79*(46.2+7.85)=618.70A则,选择910A

馈电7#:IZ=IQe+Kx∑Ie =16.9*6+0.80*16.9= 114.92A则,选择280A

馈电8#:IZ=IQe+Kx∑Ie =16.9*6+0.80(16.9+0.1*1.15) =115.03A则,选择280A

馈电9#:IZ=IQe+Kx∑Ie=0.1*1.15*6=0.69A则,选择280A

馈电11#:IZ=IQe+Kx∑Ie=2*45*6+5.43=545.43A则,选择665

馈电12#:IZ=IQe+Kx∑Ie =45*6=270A则,选择350A

馈电14#:IZ=IQe+Kx∑Ie =45*6=270A则,选择350

馈电15#:IZ=IQe+Kx∑Ie=2*45*6+5.43=545.43A则,选择665

馈电16#:IZ=IQe+Kx∑Ie =45*6= 270A则,选择350A

馈电17#:IZ=IQe+Kx∑Ie =2*45*6+5.43=545.43A则,选择665

馈电18#:IZ=IQe+Kx∑Ie =45*6= 270A则,选择350A

馈电23#:IZ=IQe+Kx∑Ie =96*6+0.79(46.2+7.85)=618.70A则,选择840A

开关延时值整定

低馈头1#:IZ≤Kx∑Ie= 0.80*(16.9*6+32.9)=107.44A则,选择200A

低馈头2#:IZ≤Kx∑Ie=0.80(16.9*6+32.9+0.1*3*1.15)=107.7A 则,选择200A

低馈头3#:IZ≤Kx∑Ie =0.59(2*2*45+2*45+2*5.43)=165.7A则,选择200A

低馈头4#:IZ≤Kx∑Ie=0.65(2*45+5.43+2*45)= 120.53A则,选择200A

低馈头5#:IZ≤Kx∑Ie = 0.79*(96+46.2+7.85)=118.54A则,选择130A

馈电7#:IZ≤Kx∑Ie =0.80*2*16.9 = 27.04A 则,选择40A

馈电8#:IZ≤Kx∑Ie =0.80(2*16.9+0.1*1.15)=27.15A则,选择40A

馈电9#:IZ≤Kx∑Ie =0.1*1.15 = 0.12A则,择40A

馈电11#:IZ≤Kx∑Ie =2*45+5.43=95.43A 则,选择95A

馈电12#:IZ≤Kx∑Ie =45A则,选择50A

馈电14#:IZ≤Kx∑Ie =45A则,选择50A

馈电15#:IZ≤Kx∑Ie =2*45+5.43=95.43A则,选择95A

馈电16#:IZ≤Kx∑Ie =45A 则,选择50A

馈电17#:IZ≤Kx∑Ie =2*45+5.43=95.43A则,选择95A

馈电18#:IZ≤Kx∑Ie =45A则,选择50A

馈电23#:IZ≤Kx∑Ie=0.79(96+46.2+7.85)=118.54A则,选择120A

开关保护灵敏度效验

开关瞬时保护效验

馈电7#: I(2)d/ IZ = 928/280 = 3.31

馈电8#: I(2)d/ IZ = 928/280 = 3.31

馈电9#: I(2)d/ IZ = 951/280 = 3.39

馈电11#: I(2)d/ IZ = 2206/665 = 3.32

馈电12#: I(2)d/ IZ = 5919/350 = 6.68

馈电14#: I(2)d/ IZ = 1886/350 = 5.39

馈电15#: I(2)d/ IZ = 1086/665 = 1.63

馈电16#: I(2)d/ IZ = 6612/350 = 18.89

馈电17#: I(2)d/ IZ = 1645/665 = 2.47

馈电18#: I(2)d/ IZ = 1982/350 = 5.66

馈电23#: I(2)d/ IZ = 1396/840 = 1.66

开关延时保护效验

馈电7#: I(2)d/(8IZ) = 928/(8*40) = 2.9

馈电8#: I(2)d/(8IZ) = 928/(8*40) = 2.9

馈电9#: I(2)d/(8IZ) = 951/(8*40) = 2.97

馈电11#: I(2)d/(8IZ) = 2206/(8*95) = 2.90

馈电12#: I(2)d/(8IZ) = 5919/(8*50) = 14.5

馈电14#: I(2)d/(8IZ) = 1886/(8*50) = 4.71

馈电15#: I(2)d/(8IZ) = 1086/(8*50) = 2.71

馈电16#: I(2)d/(8IZ) = 6612/(8*50) = 16.53

馈电17#: I(2)d/(8IZ) = 1645/(8*95) = 2.16

馈电18#: I(2)d/(8IZ) = 1982/(8*50) =4.96

馈电23#: I(2)d/(8IZ) = 1396/(8*120)= 1.45

经校验,各馈电开关保护灵敏度均符合要求。

八、127v电源的计算

最大负荷统计需用系数,取,Kx = 0.95

加权平均功率因数取,cos∮= 0.6 所带负荷最大量计算

∑Pe = (Sb× cos∮)/Kx = 4.0×0.6 /0.95= 2.4kw

电缆选择 Ig = 17.4A

选用MY-0.127/0.38KV 3×4+1×4电缆符合要求,详见供电系统图。

压降效验

变压器压降⊿UT = (Pca* R+Qca* X)/Ue =(2.4×0.1068+3.192×0.1676)/0.127 = 6.23V

电缆压降ΔUl = ∑Pe×R = 850×265/(133×42.5×6) = 6.64V

总压降∑⊿U = ⊿UT + ⊿Ud = 6.23+6.64 = 12.87V

最远点两相短路电流计算

Z点:

I(2)dz=Ue/{2[(∑R)2+(∑X)2]1/2}=133/{2[(1.05144)2+(0.19192)2]1/2} =62.22A详见附图11-13。

综合保护熔断器选择

IR ≈Kx∑Ie=I2e=17.4 则,选择15A

综合保护熔断器灵敏度效验

I(2)dz /IR=62.22/15=4.15 ≥4 合格。

九、高压供电说明

1、本设计高开 #供电来自于西区中央变电所高开 #

2、 #高开距离 #高开 米,供电电缆截面采用MYPTJ-3*35型

3、 #高开位于西翼轨道大巷 m处

4、 #高开距离本设计移变位置 m,供电电缆截面采用MYPTJ-3*35型

5、国际用信号照明保护装置说明

6、每台国际用信号照明保护装置,照明设备负荷长度4mm2电缆不超过500m。

7、每台国际用信号照明保护装置,信号设备负荷长度4mm2电缆不超过600m。

第八节 排 水

1、根据地测提供数据,开户网页版围岩涌水量不超过2m³/h。

2、开户过程中注册用水0.5m³/h。

3、预计24h最大涌水量为24×2.5=60m³,

4、排水系统:(网页版)北二下采胶带巷→北二下采轨道巷→1#回风石门→下采回风上山→风井蓄水池(见附图14) 。

1)根据巷道情况,设计迎头的临时排水点,安装气动水泵进行迎头排水,在迎头低洼处挖积水坑,坑深能满足排水泵要求即可。当网页版气动水泵不能满足现场实际要求后进行安设污水泵。

2)排水能力选择如下: 24h涌水量为24×2.5=60m³;根据计算选用BQW60/100-37型号的污水风泵1 台,该泵扬程200m ,流量12.5m³/h,符合计算要求,排水管路选择ø108mm排水管。

3)由当班定人定时检查排水设施,由专门电钳工排水设施维护。

第九节 照明、信号

一、照明系统

网页版照明由北二下采胶带巷内高开引出照明线路向照明灯供电。

照明系统为:北二下采胶带巷→北二1208-2在线顺槽拉门口→各配电点。

二、信号

1、信号:各部输送机间设置独立的双向对打声光兼备信号装置。

2、在线过程中刮板输送机的信号规定:

一点停,二点运转,四点点动刮板输送机。

3、在线过程中胶带输送机的信号规定:

一点停,二点运转,四点点动胶带输送,五点涨紧绞车放绳,六点涨紧绞车紧绳。

第十节 通讯联络

1、1208-2运顺开户网页版最远地点至矿调度之间距离小于10km,采用游戏现有DH-2000型有线调度指挥通讯系统,实现开户网页版与矿调度的通讯联络。

2、开户面通讯电缆选用MHYV1×4×1/0.97型,电话机选用KTH17型矿用本质安全型电话机。

3、距1208-2运顺开户网页版30~50m范围内、当开户巷道长度大于1000m时的巷道中部分别安设直通矿调度的有线电话机(见附图15)。

4、电话机安设位置要便于使用、检验、围岩稳定支护良好、无淋水、无杂物的地点。

5、通讯线路要保持畅通,悬吊要整齐,在动力电缆上方,间距为0.1m以上,接头连接要规范。

6、开户面电话机由当班班组长负责按规定位置移设和看护,并将电缆吊挂整齐,由安监员负责检查监督。

7、通讯维护下载应定期检查,测试在用通讯设备及线路,通讯系统出现故障后要及时处理,并向矿调度汇报。

8、直播矿调度电话号码: 99。

第十一节 下载定位

1、1208-2运顺开户网页版最远地点至地面中心站之间距离小于15km,采用游戏现有KJ405T型下载定位管理系统,实现对出入开户网页版下载的定位管理。

2、选用系统配套的KJ405F型识别分站,识别距离为0-100m,最大位移不小于5m/s,并发识别数量不小于80,漏读率不大于10-4。

3、距1208-2运顺开户网页版30~50m范围内安设定位识别分站,分站应固定挂在巷帮中上部,确保准确掌握网页版下载数量(见附图16)。

4、分站的位置应便于读卡、观察、调试、检验、围岩稳定、支护良好、无淋水、无杂物。

5、所有入井下载必须携带KJ405-T型定位识别卡入井,