煤矿11084工作面工程设计.doc

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1、11084工作面工程设计 宏达煤矿生产技术科前 言根据原义马广宇工程设计咨询有限公司编制的登封市宏达煤业有限责任公司技术改造初步设计（修订版）。原河南省煤炭工业局组织专家组对该初步设计进行了评审并作了批复。该矿为低瓦斯矿井，矿井采用两立井单水平上下山开拓，中央边界式通风，机械抽出式通风方法，主立井进风，副井回风。一、设计编制的依据1、原义马广宇工程设计咨询有限公司编制的登封市宏达煤业有限责任公司技术改造初步设计（修订版）。2、河南省煤炭地质勘察设计院2005年11月编制的河南省登封市宏达煤业有限公司煤炭资源储量核查报告。3、有关实测图纸及技术文件、资料和采掘现状等。二、设计编制的指导思想1、设

2、计体现“以人为本、科学发展”的指导思想，全面认真贯彻执行“安全第一、预防为主”的方针及行业技术规范、标准，提高安全装备水平，增强防灾抗灾能力。2、体现技术管理规范的特点，合理布置，利于安全管理。三、设计的主要特点及主要技术经济指标1、设计的主要特点1）、11084位于11采区西北部，采空区内留有1.5-2.5米厚的底煤，平均煤厚2米,具有开采价值。 2）、该区煤层结构简单，层位稳定，全区可采，属近水平较稳定型煤层。 3）、本区距地表170-190m，为低瓦斯区域，主采的二1煤层属不易自燃煤层。煤尘具有爆炸性，爆炸指数18%。2、主要技术经济指标井巷工程总长度 381m；井巷工程总体积 2476

3、m3；回采面积 6908m2；万吨掘进率 14.4m/万吨；工期 2个月；地质储量 2.9万t；可采储量 2.55万t；工作面生产能力 0.6万t/月；服务年限 4.25个月；11084工作面工程设计第一章 工作面概况及采区概况一、 工作面概况 1、工作面位置及参数 11084工作面上付巷开口坐标：X=3812206,Y=38432373，以方位86沿底掘进123米，下付巷开口坐标：X=3812242，Y=38432349,以方位105沿底施工129米。切巷长度85米，以方位0与下付巷贯通，采用单体液压支柱配合型梁对棚支护，巷宽2.4m，巷高2m，净断面4.8,掘进断面5.7，棚距0.6m，使

4、用荆芭、椽子背打帮顶。下付巷支护均为25U型钢棚支护，棚距（中中）0.6m，用塑料网、椽子打顶帮。其断面规格为下净宽3.2m，净高.6m，净断面.5m2。上付巷支护均为25U型钢棚支护，棚距（中中）0.6m，用塑料网、椽子打顶帮。其断面规格为下净宽3.2m，净高.6m，净断面6.5m2。 11084工作面总工程量381m，预计施工工期2个月。2、煤层赋存特性 （1）、煤层赋存条件 本区总体构造形态为一断陷盆地，矿区中部为一宽缓向斜构造，向斜轴走向78，向北东倾伏，两翼地层产状较平缓，北翼地层倾向100,倾角23,南翼地层倾向47，倾角2，煤层产状与地层产状一致。（2）、瓦斯 根据登封市2004

5、年9月组织矿井瓦斯等级鉴定结果，本矿二1煤层绝对瓦斯量为0.96m3/min，相对瓦斯量5.31 m3/t，为低瓦斯矿井。（3）、煤尘爆炸性根据2004年6月煤尘爆炸性鉴定报告，本矿井煤尘爆炸性指数为18%，有煤尘爆炸性危险，生产中应采取有效的防隔爆措施，以确保矿井和职工的安全。（4）、煤炭自燃倾向等级本区二1煤自燃等级类，为不易自然煤层。3、煤层顶底板情况1）、煤层顶板岩性在二1煤层之上30m范围内所含砂岩含水裂隙层，岩性为细、中粒砂岩，砂质泥岩，一般发育35层，累计平均厚度30m左右。砂岩岩性致密坚硬，裂隙不发育，且多被方解石脉充填。该矿井二1煤层顶板岩体属中等完整（级），质量较差（级）的

6、顶板。2） 、煤层底板岩性： 主要为山西组下段，太原组上段，组成的砂岩裂隙含水层，厚度一般在10m左右。砂岩致密坚硬，岩性易破碎，岩溶裂隙发育，但极不均一。4、采面储量及服务年限11084工作面下付巷长129m，上付巷长123m切巷总长85m，可采面积为6908m2，煤层平均厚度2.0m。地质储量：690831.42.9万t。 可采储量：2.55万t 。工作面服务年限：工作面生产能力为0.6万t/月，服务年限为4.2个月。5、地质构造1）地质概况2） 、构造、地质条件（特征） 本区总体构造形态为一断陷盆地，矿区中部为一宽缓向斜构造，向斜轴走向78，向北东倾伏，两翼地层产状较平缓，北翼地层倾向1

7、00,倾角23,南翼地层倾向47，倾角2，煤层产状与地层产状一致。6、水文地质条件及涌水量该采面水文地质条件划分为简单，主要充含水层为顶板裂隙水和老空水。本采面正常涌水量为2m3/h，最大涌水量为3 m3/h。7、工作面通风设计该工作面采用U型通风方式，风流路线为：11084工作面掘进风流路线为：主井进风巷联巷局扇11084上下付巷回风巷中部回风巷副井底大巷副井11084工作面回采期间风流路线为：主井进风巷11084下付巷工作面11084上付巷回风巷中部回风巷副井底大巷副井采区概况 11084工作面位于11采区西北部，其可采范围内煤层底板标高 +80m+120m，1、储量及服务年限经计算110

8、84采面地质储量2.9万吨，可采储量2.55万吨服务年限4.25个月。2、瓦斯涌出量及涌水量根据采区设计采面瓦斯绝对涌出量为1.26m3/min，相对瓦斯涌出量4.53m3/t。按照地质说明书，预计11采区正常涌水量10m/h，最大涌水量15m/h。矿区水文地质勘探类型为第三类二亚一型，即以底板岩溶充水为主的水文地质条件中等的矿床。3、构造煤炭地质勘探范围将本区二1煤层矿床水文地质类型划归为三类二亚类一型，即以煤层底板岩溶裂隙水充水为主的水文地质条件简单的煤矿床类型。根据该矿二1煤层实际生产揭露，矿井正常涌水量为10m3/,依据煤炭地质勘探规范将本区二1煤层矿床水文地质类型规划为三类二亚类一型

9、，即以煤层顶、底板岩溶裂隙水充水为主的水文地质条件简单的煤矿床类型。4、设计工程量及工期设计11084工作面下付巷工程量129m，上付巷工程量123米，切巷工程量85米，联巷44米，因此11084工作面总工程量381米，施工工期为2个月。5、目前矿井生产系统情况1）、提升运输系统主立井安装0.75t罐笼双码提升担负全矿井提煤任务。副井提升装备0.75吨非标准罐笼，担负全矿井提矸、下料等任务。井下煤炭运输：11084工作面安装SGB-17刮板运输机一部，机巷安装一部SGB17刮板运输机，掘进工作面使用SGD-17型刮板运输机。 井下物料运输：主井-西翼运输巷-11采区回风巷-11084采面下副巷

10、口。2）、通风系统为中央边界分区式，通风方式为抽出式，主井进风，风井回风。安装有二台FBCDZ4-6-14型轴流通风机，单台风机配套电机37KW2，风量32.4m3/s。局部通风采用YBT-11（22）型风机,双风机能自动倒台，三专+两专供电风机供风量210 m3/min。3） 、供电系统 矿井现有双回路电源，一回路来自大冶35KV变电站10KVI段母线庄17板冶东线，供电距离3Km。另一回路来自刘碑35KV变电站10KV段母线4板刘桥线，供电距离8Km，供电线路均为LGJ-70导线，电压等级10KV，矿井的供电电源可靠。在I、回路母线段两侧分别控制1#井下、2#井下S9-500/10/0.6

11、9KV型变压器一台，用于井下采煤工作面、掘进工作面、井下通风、排水用电。专用变电器，由5变压器（型号S9-100/10/0.69KV），经地面3#KBZ-400开关下井，经井下配电所1#馈电开关分2路，3#馈电到11084风专。 通过高压开关柜在I、母线段两侧分别控制3#地面S9-315/10/0.38KV、4#地面S9-315/10,10/0.38KV用于地面回风井绞车供电、主通风机用电及地面生活用电；地面主通风机、压风机、回风井绞车、井下主排水泵实现双回路供电。井下局部通风机实现三专加两专供电。达到规程规定，符合安全生产基本条件。 井下电气设备全部选用有煤安标志的防爆产品，且每台设备安装有

12、接地、过流、漏电保护装置；达到规程要求，符合安全条件。嵩阳宏达（登封）煤矿属低瓦斯矿井，但是我矿按照集团公司要求，掘进工作面必须安装专用的局部通风机2台。一备一用，必须实现自动倒台、三专两闭锁，运行风机出现故障，而备用风机能自动启动运行；掘进工作面通风机采用专用电缆、专用开关，并实现风电、瓦斯电闭锁。该项工作已通过了郑煤集团公司嵩阳煤业的验收通过。达到规程规定，符合安全条件。、井下排水系统主排水系统采用一级排水，在副井底建立有内外环水仓、泵房，选用MD 25-307型离心水泵三台，一用一备一检修，配30KW防爆电机，工作面排水系统设临时水仓。、安全监测监控系统监测监控系统为KJ101N，由地面

13、中心站、井上下监测监控分站和各类矿用传感器构成。地面中心站配两台主机，实现独立供电。现井下分站7台，地面1台，对矿井主扇负压、温度、井下风速、负压、一氧、沼气、风门开关、风机开停、馈电状态等进行监测监控。采煤工作面上隅角风流回风流各安装一台甲烷传感器，并安装有瓦斯电和风电闭锁装置。甲烷传感器的报警浓度0.8%、断电浓度0.8%、复电浓度0.75%，断电范围包括工作上下巷全部电器设备。测风站设有风速传感器，局扇设有开停传感器，主要风门设有风门开关传感器（见通风监测系统图）。在掘进回采期间要加设一氧化碳传感器。、压风系统利用地面二台空压机KGJ-20/8G空压机，排气量均为20m3/min，一台工

14、作.压风管路干管采用1006mm无缝钢管，沿主井敷设。11084上下巷支管路采用504mm无缝钢管。、问题和建议在老采空区内，应防止老空水，另外距地表交近在采掘过程中对地面塌陷要重点监控。防止地表河水灌入井下，造成事故。汛期前，对地表季节河流进行改造。第2章 工作面巷道布置及支护形式的选择 工作面顶板支护设计1、 巷道布置11084工作面切巷开口坐标X=3812196,Y=38432227，以方位0，沿底掘进85米，与11084工作面上付巷贯通，坡度8。采用单体液压支柱配合型梁对棚支护，巷宽2.4m，巷高2m，净断面4.8,掘进断面5.7，棚距0.6m，使用荆芭、椽子背打帮顶。下付巷支护均为2

15、5U型钢棚支护，棚距（中中）0.6m，用塑料网、椽子打顶帮。其断面规格为下净宽3.2m，净高.6m，净断面.5m2。下付巷支护均为25U型钢棚支护，棚距（中中）0.6m，用塑料网、椽子打顶帮。其断面规格为下净宽3.2m，净高.6m，净断面.5m2。2、顶板管理1）工作面支护设计 （1）、采面支护形式 、采面支护高度：工作面采用DZ22-30/100型单体柱配合2.4m长“”型钢梁、矩形支护。“”型钢成对使用，正常情况下保持二梁五柱。考虑其最大和最小支撑高度，工作面支护高度确定为2m。 、排距：1m（误差100mm）。、棚距：0.6m（误差50mm）。 、工作面迎山距确定：A、采煤工作面每节巷道

16、坡度由验收员在现场提前测定，同时根据测定的坡度现场标定每节迎山值的大小。B、当班挂节采煤工应根据验收员已标定的迎山值进行站柱。C、迎山值的测定：测单体柱柱帽的垂线（垂线1米处）与单体柱的水平距离。D、附迎山值明细表。（2）、支护强度设计 、已采工作面矿压观测结果 根据已采采煤工作面观测结果分析，预计该工作面直接顶初次跨落步距为7-8m，老顶初次跨落步距为18-20m，老顶的周期来压步距为10-15m。、顶板结构：顶煤-直接顶-老顶。迎山值明细表 工作面倾角迎山角迎山值备注510130105mm实际操作过程中迎山值左右偏差不得超过35mm。11152195mm1620330270mm212543

17、45mm2630430435mm3135530520mm （3）、采面顶板控制设计工作面的顶板控制从支、护、稳三方面考虑。、支护从直接顶初次跨落，老顶初次来压，周期来压进行计算，取其最大值。直接顶初次跨落期间的合理支护强度P1 P1=MzYzLz/(2Lk)式中： Mz-直接顶厚度 3.48mYz-直接顶平均容重 2.0t/m3Lz-直接顶初次跨落步距 8mLk-最小控顶距 2.4m则 P1=（3.4828）/（22.4）=11.6t/m2 老顶初次来压期间合理支护强度P2P2=A+MeYeCo/(4KtLk)式中： A-直接顶作用力A=MeYeL/LkMe-老顶厚度 11.6mYe-老顶平均

18、容重 2.0t/m3L-最大控顶距 3.4mCo-老顶初次来压步距 20mKt-岩重分配系数，受直接顶厚度与采高之比N控制N=3.481.8=1.93Kt取2Lk-最小控顶距 2.4m则：A=（11.623.4）2.4=32.87t/m2 P2=25.2+（11.6220）（422.4）=49.37t/m2顶板周期来压期间的合理支护强度P3 P3=A+McYcC/(4KtLk)式中： C-周期来压步距 取15m则P3=25.2+（11.62150）（422.4）=43.33t/m2取三个周期最大支护强度，则合理支护强度为：P=49.37t/m2工作面支护密度G（根/）G=P/（Fn）式中： F

19、-支柱工作阻力 30t/根n-支柱工作阻力利用系数 0.85 P-最大支护强度 49.37t/m2 实际支护密度：Gs=5（0.63.4）=2.5根/m2GsG，可知工作面支护强度可满足要求。护 护顶：工作面所选荆芭规格为：长1000mm，宽800mm,椽子为：长800mm，直径40mm以上，根据工作面棚距可以保证护顶。 护底：工作面遇水或底板特别松软时采用穿鞋护底的方法。稳P初=hr（cosa+sina/f）/G实式中： h-复合岩层厚度 3.48mr-复合岩层密度 2.0t/m a-煤层倾角 10G实-支护密度 2.5根/m2 f-软硬岩层之间摩擦系数 取0.5则： P初=3.482.0（

20、cos10+sin100.5）2.5 =4.32t/m2根据所用单体液压支柱规格，换算初撑力为：33.9kN 经计算可知该工作面支柱初撑力必须保持33.9kN以上，根据集团公司下发的郑煤集团公司镐采管理规定取中排支柱初撑力为55kN，煤墙及老塘柱初撑力为30kN。2）、采煤工作面上、下安全出口支护设计（1）、机头安全出口：长2.4m，宽1m，高2m。在安全出口内布置4对4.0m的“”型钢梁，其架设棚距、拔梁方式与工作面相同，最大控顶距为5m，最小控顶距为4m，此处至少保证一梁四柱（详见工作面支架布置示意图T-3）。（2）、机尾安全出口：长2.4m，宽1m，高2m。在安全出口内布置4对3.5m的

21、“”型钢梁，其架设棚距、拔梁方式与工作面相同，最大控顶距为3.4m，最小控顶距为2.4m，此处至少保证一梁四柱。上下安全出口各设一对一梁四柱的抬口棚。3）、采煤工作面超前支护设计在工作面上、下付巷两侧自工作面煤墙向外用1m交接顶梁配合2.5m单体柱架设超前棚，其中靠工作面一侧架设20 m，另一侧架设10m。安全出口处超前支护不得打断，超前支架梁头接梁头，楔子打紧，超前支架一梁一柱，保证支柱完整无缺，初撑力不低于50KN，高度不低于1.6m，宽度不小于2.0m。运输巷应留有0.7m宽的人行道。正常作业中，超前支护必须与上下尾巷打齐，不得提前回收。附图：工作面巷道布置图 T1 上下巷、切巷剖面图

22、T2第三章 工作面生产系统11084采面各生产系统简要叙述如下：1、 运输系统 1、运煤系统11084工作面17型/溜子11084下付巷一部溜子运输巷主井提升至地面,见运输系统图T-52、运料系统地面副井采面上付巷工作面。2、 通风系统1、通风方式及通风系统矿井通风方法为机械抽出式，通风方式为中央边界分区式，工作面为U型通风。新鲜风流由后期进风井进入井下，经11采区运输上山、11084下付巷到采煤工作面，乏风经工作面及上付巷回入西翼运输巷经过副井排至地面。2、风量计算根据煤矿安全规程第103条规定，矿井需要的风量按下列要求分别计算，并选取其中的最大值： （1）、掘进工作面需要风量、按瓦斯涌出量

23、计算 Q掘=100q掘KCH41000.62.0=120m3/min式中： q掘掘进工作面瓦斯绝对涌出量1m3/min KCH4瓦斯涌出不均衡通风系数，系数取1.2、按局部通风机吸风量计算 Q掘QiIKf20011.05210 m3/min式中： Qi掘进面局部通风机额定风量YBT-11，200 m3/minI同时运转的通风机台数，I1Kf防止局部通风机吸循环风的风量备用系数取1.2、按同时作业人数计算 Q掘=4N=420=80m3/min式中： N掘进工作面同时工作最多人数，取20人、按风速进行验算 15SQ掘240S式中： S掘进工作面净断面积，9.5m2验算 0.25609.524046

24、09.5掘进工作面需要风量取最大值210m3/min，两个掘进工作面需风量2210m3/min420 m3/min。 (2)、采煤工作面需要风量、按工作面瓦斯涌出量计算 Q采=100q采K=1002.81.6=448m3/min式中： Q采采煤工作面需要风量，m3/min q采采煤回风巷风流中瓦斯绝对涌出量2.8m3/min K CH4采面瓦斯涌出不均衡通风系数 取K=1.5、按工作面温度选择适宜风速计算Q采=60V采S采=601.15.81.2=459.4m3/min，取400 m3/min 式中： V采采煤工作面适宜风速，m/s 工作面温度1525，V采=1.25m/s，K温=1.0 S采

25、工作面平均断面积m2 S采=1/2（3.4+2.4）1.8=5.22m2、按同时作业人数计算Q采=4N=480=320m3/min式中： N工作面同时工作最多人数取80人、按风速进行验算0.2560SQ采460S m3/min式中： S工作面平均断面积5.22m2 Q采max=400m3/min 155.224002405.22经验算，回采工作面需风量459.4m3/min（7.6m3/s），符合要求。3、通风路线新鲜风流：主井进风巷11084下付巷11084工作面。乏风流：11084工作面11084上付巷中部回风巷副井底大巷地面。三、供电系统有双回路专用供电电源，两回660V电源线路均引自配

26、电点，由3#开关供电，供电可靠。四、防、排水系统工作面上、下付巷主立井井底水仓由水泵经主立井地面。五、安全生产监测系统监测系统KJ101N，利用6号分站，对11084局部扇风机的开停、采、掘工作面瓦斯、主要风门的开关状态进行采集处理，并对瓦斯超限进行报警、断电控制。监控分站的电源分别取自井下中央变电所和被控总开关的电源侧，监测系统设置详见附图。六、调度通讯系统1）、生产调度通讯利用矿井通讯调度交换总机， 11084工作面进、回风巷及各主要硐室等处设电话分机。使用矿用本安型自动按键电话机，以保证井下电话用户的通讯需要，通信电缆在入井处装设熔断器和避雷装置，以防雷电波及井下。 2）、对外通信利用井

27、下中央变电所直拨电话，可以满足对外联络的需要；矿调度室与矿救护中队设直通电话，并配备无线通讯系统。七、消防及洒水地面静压水池容量200m3，管路经主斜井、向各采掘工作面。水源供水可靠，满足生产需要。井下消防管道与井下洒水管道采用同一供水管网，其用水由生产水池供给，给水管从主井井筒进入井下。11084工作面消防洒水管道采用无缝钢管，干管1004.5mm，支管D504mm。井下主要运输巷道、主要回风巷、11084工作面进回风巷的巷道中均敷设洒水管。在所有敷设管道的巷道内，每隔50m设三通支管和阀门做冲洗巷道用，该工作面进回风巷每隔50m设置一个洒水阀门。并配备一定数量的胶皮管。附图：工作面设备布置

28、图 T3、运输系统图 T4、通风系统图 T5、供电系统图 T6、工作面供水、除尘洒水系统图 T7、工作面排水系统图 T8、工作面通讯系统布置图 T9、压风系统图 T10、工作面安全监测监控系统图 T11。第四章 工作面生产能力及服务年限一、工作制度矿井年工作日为330天，每天三班作业，三班采煤，每天净提升时间12小时。二、设计生产能力及服务年限根据11084工作面可采储量2.9万吨，生产能力为0.6万吨/月,11084服务年限为2.55个月。第五章 采煤工艺及设备选型一、采煤工艺工作面采用走向长壁后退式一次采全高采煤方法，人工装煤，采用SGB-17刮板输送机运煤。回采工艺过程：移溜镐采掏梁窝拔

29、主梁刷帮、站柱拔副梁移运输机。工作面采用全部陷落法管理顶板。最大控顶距3.4m，最小控顶距2.4m，采高2.0m，采煤工作面高度2m。回采工作面运输设备，选用一台可弯曲刮板机，型号SGB17，此设备使用方便，管理简单，安全可靠。进风巷选用一部皮带运输机。二、设备选型计算12075工作面长90米，设计最大产量0.8万吨/月。（一）、运输能力计算 8000/3012=22t/h 30每月30天 14每天净运输时间12小时（二）、刮板输送机选型12075采面：1、设计依据设计生产能力 0.8万吨/月输送长度 L=60m（最大）倾角向上 5运输任务 采面运煤设计运输生产率 A=22t/h2、刮板机选型

30、选用SGB320/17型刮板输送机技术特征：运输能力： M=40t/h刮板链速： V=0.59m/s刮板链质量： q0=8.0/m电机功率： N=17kw圆环链破断力： 190000N3、运行阻力、牵引力和电机功率计算重段运行阻力：q=A/3.6V=22/3.60.59=10.36/mWzh=g（qwq0w0）LcosB+g（qq0）LsinB=9.8（10.360.480.25）601+9.8（10.368）600.09=4584.3（N）式中：W0.4煤阻力系数W00.25刮板链阻力系数空段阻力：Wk=gLq0(wocosB-sinB)=9.8608(0.251-0.09)=752.64N

31、总牵引力：W0=1.21（WzhWk）=1.21（4584.3+752.64）=5336.9NN=W0V/10000.8=5336.90.59/800=3.94（KW）考虑20%的备用系数N=1.2*3.94=4.734.2 合格190000N嵩阳煤机产品样本运输巷两部运输机参数基本相同，选型计算同上。5、皮带运输机选型1）设计依据 设计最大生产能力 0.8万吨/月 输送长度 L=160米 倾角向下 =0 运输任务 顺槽运输 煤的散集容重 r=0.98t/m3 煤在胶带上的堆积角 =30 煤的最大块度 max=150mm 设计运输生产率 A=22t/h初选用STL-650型胶带输送机，其参数：

32、带速1.6m/s，胶带宽度500mm,配YBS-17型防爆电动机1台，功率17KW,电压660V。2）胶带宽度 B=175mm式中：A设计运输生产率，22t/h; K货载断面系数，煤堆积角=30时，槽形断面K=458； V带速，1.6m/s； R货载散集容重，0.98 t/m3 ; C输送机倾角系数，=0，c=1；带宽除满足运输生产能力要求外，还需要按物料块度进行校核。对原煤胶带宽度校核B2max+200（mm）=2150+200=500mm选用与计算需要相近的胶带宽度B=500mm3）胶带输送机传动滚筒驱动轴功率计算P=（L1+50）（WV/3400+A/12230）+hA/367=(160

33、+50)(401.6/3400+22/12230)+022/367=4.5KW式中：L1输送机水平投影长度， 160cos0=160m； W单位长度机器运动部分质量，胶带宽度500mm时40kg/m； h运输机垂直高度，255sin0=0m。4）胶带输送机电动机驱动功率计算N=Pm/(1ab)=4.51.15/（0.910.9） =6.4KW式中：m电动机功率备用系数，取1.15； 1机械传动效率，一般取0.9；a多机不平衡系数，取1；b电压降系数，井下取0.9。5）胶带输送机选择根据以上计算，采面运输巷可以采用1台17KW防爆电机驱动STL-500型胶带输送机，其参数：设计运输生产率139t

34、/h，带速1.6m/s，胶带宽度5000mm，配YBS-17型防爆电机1台，功率17KW，电压660V。胶带机铺设完成后，应检测运输设备及其铺设质量，使之符合相关规程、规范及行业规定的要求。6）运输能力验算 A=B（KVrc）2/(10001.25)=0.5(4581.60.981)2/(10001.25)=206t/h。年运输能力计算为：33014103=47.6万t/a式中：330年设计工作天数； 14每天14h小时净运输时间； 103每小时平均运输能力，取206t/h的一半； 富裕系数47.6/15=3.21.2，满足年产15万吨/年的运输要求。三、电缆截面选取根据长时允许电流和实际负荷

35、，自变电所至皮带机头选用3*50+1*25矿用橡套电缆570m作干线电缆。3*35+1*16矿用橡套电缆280m作支线电缆，供电系统见附图T-6。主芯线截面（mm2）长时允许电流（A）5016035105按电压损失校验电缆截面：U=PL*1000/UA式中：U电压损失，V； P负荷功率，KW；L、A电缆长度、截面积，m、mm2；电导率，53m/*mm2。U50=(60+120+120+110+10+150)*（17*7）*1000/660*53*50=38VU35=（50*17*7*1000）/660*53*35=4.9VU120=（300*17*7*1000）/660*53*120=8.5V

36、=U50 +U35+U120=8.5+38+4.9=51.8660*10%=66V符合供电要求。四、低压开关的选择1、地面中央变电所安设KBZ-630A开关2、配电点馈电开关选用KBZ-400A开关3、控制皮带电机开关选用QBZ-80A开关4、控制17型溜子开关选用QBZ-80A开关五、低压开关整定电机额定电流：（查表）17型刮板机25AN17KW皮带机25A1、变电所低压总馈电开关的整定过负荷整定：IZ1.1*Ie=1.125*7=192.5A取0.4倍额定电流 即0.4630=252A短路整定：IZd6*25+6*25=300A 取1倍额定电流 即1630=630A整定校验 电缆折算长度：

37、 L=570+50*1.37=638.5I（2）min=1086A （KBSG315KVA）查表灵敏度校验：I（2）min/IZd=1086/630=1.71.5整定合格2、配电点馈电开关整定过负荷整定：IZ1.1*Ie=1.1（25*7）=192.5A取0.6倍额定电流 即0.6400=240A短路整定：IZd6*25+6*25=300A 取1倍额定电流 即1400=400A整定校验 电缆折算长度： 570+50*1.37=638.5mI（2）min=1086A （KBSG315KVA）查表灵敏度校验：I（2）min/IZd=1086/400=2.71.5整定合格3、控制刮板机开关整定，开关

38、型号均为QBZ-80型，功率均为17KW.IZ1.1*Ie=1.125=27A取0.4倍额定电流 即0.480=32A短路整定：JDB型保护器IZd5*25=125A取2倍额定电流 即280=160A第六章 劳动组织及人员配备、正规循环作业及工作面主要经济技术指标1、劳动组织及人员配备（见劳动组织表）劳动组织方式：采用 “三八”制作业方式。序号工种出勤出勤人数备注0841跟班队长11132班长11133验收员11134采煤工3040351055溜子司机33396皮带司机22267机电工11138注水工11139运料工5551510液泵司机111311安检员1113矿配12瓦检员11134858

39、53159在册165 劳动组织表 2、循环作业方式 循环进度 1.0m 班循环数 1个 循环率 85% 日循环个数 3个 循环产量 80t 班产量 80t 日产量 240t 回采率 97% 详见正规循环作业图 T17 3、主要经济技术指标（见经济技术指标表）经 济 技 术 指 标 序号项目单位数量1走向长米1292工作面长米853平均煤厚米24煤层容重吨/立方米1.45工业储量万吨2.96采高米37可采储量万吨2.558回采率%979煤层平均倾角度 +810循环进度米1.012循环产量吨8013日循环个数个314正规循环率%8515日产量吨24016月产量万吨0.617回采工效吨/工0.8718采面服务时间月4.25第7章 工程质量管理及煤质管理一、工程质量管理 1、每班应根据矿、科室、采煤队的统一安排布置生产，保证完成正规循环。 2、当班采棚要求主副梁全部拔完后，单体柱站齐，舍帮全封闭。凡遗留型钢梁不拔或缺柱的按相应制度进行处罚。 3、当班发现有大棚距、迎山不照或歪旋的棚子时，班组长和验收员要安排作业场职工进行处理，处理过程中验收员监督落实