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樂平井下緊急避險系統(tǒng)建設方案設計(參考版)

2024-11-12 07:13本頁面
  

【正文】 個體輔助照明:采用礦用 KL4LM(A)型隔爆型礦燈。通訊采用本安型隔爆程控電話,與礦調度室交換機相連,通話清晰方便,工作面集控擴音電話與運順皮帶機相連通,聲音高大宏亮。 2 220 1140 轉 載 機 1 SZB730/75 75 75 1140 破 碎 機 1 PEM110 110 110 1140 乳 化 液 泵 2 BRW315/ 200 400 660 噴 霧 泵 2 KPB250/10 37 74 660 設備列車牽引車 2 JH20 22 44 1140 功率累計 裝機功率 /運行功率: 1269/2447( kw) (二) 回順輔助供電系統(tǒng) 無極繩絞車 1 SQ80/75 75 75 660 回風順槽排水泵 6 100WQ80/80 22 88 660 功率累計 裝機功率 /運行功率: 198/132(kw) (三) 運順供電系統(tǒng) 44 運順排水泵 2 100WQ80/80 22 44 660 運輸順槽調度絞車 3 25 75 660 皮 帶 機 1 SSJ100/2*75 75 150 1140 功率累計 裝機功率 /運行功率: 269/197(kw) 總功率 裝機功率 /運行功率: 3195/2776( kw) 附: 150102工作面 供電系統(tǒng)圖 第五節(jié) 通訊照明系統(tǒng) 一、通訊系統(tǒng)及有關配置 150102 綜放工作面皮帶機頭、轉載機頭、控制臺,各安裝一臺直通地面調度室的生產電話。 根據礦井初步設計,選擇電器設備如下∶ 高防開關 PGJ10/200 1 臺 移動變壓器 KBSGZY2020KVA 1 臺 KBSGZY1600KVA 1 臺 43 組合開關 8SKC9215 2 臺 千伏級綜保 2 臺 通訊控制系統(tǒng) KTC101 1 套 皮帶機電控裝置 KTC101 1 套 固定變壓器 KBSGZY315KVA 1 臺 低壓開關 QJZ120/1140 2 臺 QBZ80/1140 5 臺 QBZ200/660 2 臺 電纜規(guī) 格型號詳見圖紙部分 二、負荷統(tǒng)計 150102 綜放工作面設備負荷統(tǒng)計表 設備名稱 數量 臺套 型 號 電機容量 ( kW) 設備總功率 ( kW) 額定電壓 V (一) 工作面裝機符合統(tǒng)計 采 煤 機 1 MG160/390WD 390 1140 前部刮板輸送機 1 SGZ630/220 110179。 移動電站設在距工作面 80m 處。 供運順移動電站:采區(qū)變電所高壓開關柜 — → 150102 運輸順槽 — →移動設備列車(電站)。一路為工作面設備供電系統(tǒng),包括工作面采煤機、前后部刮板運輸機、轉載機、破碎機、乳化液泵站、清水泵站、工作面控制及照明通訊系統(tǒng),運行總負荷為 2447KW,電壓等級為1140v;一路為皮帶、排水、輔助運 輸供電系統(tǒng),包括運輸順槽固定電站皮帶機供電、排水設備、絞車運輸,運行負荷為 197KW,電壓等級 660V;一路為回風順槽供電系統(tǒng),包括無極繩絞車及排水設備運行負荷 132KW。自主水倉鋪設兩趟Φ 159mm 排水管路自主水倉排至地面污水處理站。 3 型離心泵,自水倉鋪設一趟Φ 108mm 的排水管路至采區(qū)水倉。 二、排水方案:運輸順槽 860m 處施工一處臨時水倉,容積為 40m3,水倉內安裝一臺 BQW8080/30KW 型隔爆污水泵,自水倉鋪設兩趟Φ 108mm 的排水管路至采區(qū)主水倉。 一、排水設備選型:根據技術要求,工作泵與備用泵的總能力,運輸順槽應能在 20h 內排出 24h 的最大涌水量,運順涌水量為 12m3/h 根據我礦井下現(xiàn)有設備情況和排水需求,運順臨時水倉選擇 BQW8080/30KW 型隔爆污水泵,該泵楊程80m,流量 80m3/h,一臺正常運行,一臺備用就能滿足要求。 在一組隔爆水袋棚中必須使用相同規(guī)格的水袋。 水袋距離巷道軌面不小于 。 水袋棚架之間距離為 至 3m ,棚區(qū)長度不小于 20m。 第一排隔爆水袋棚與工作面的距離必須保持在 60— 200 米之間。 七、隔爆設施布置 隔爆設施采用隔爆水袋棚,分別在距工作面 60— 200m 的進、回風順槽和從進回風順槽靠工作面的第一組隔爆水袋棚開始,每隔 200 米分別安裝一組。 設備列車處配備 2 臺滅火器、 1 個容積不小于 、兩把消防鍬、一 個消防鉤、一把消防斧。 2 、 在皮帶機頭 5m 范圍內配備 2 臺滅火器、 1 個容積不小于 、長度不小于 20 m 的消防軟管,一把消防鍬、一個消防鉤、一把消防斧 。 六、防滅火 開采本煤層時,應對采空區(qū)采取預防性措施來防止自燃 ,我礦結合本礦實際情況和煤層自燃條件,對 150102 綜放工作面進行綜合分析,設計預防煤層采源自燃的措施。 ②、工作面采煤機割煤時,下風側 20m 范圍內保證有 3 架以上的噴霧頭正常噴霧工作,并保證霧化良好,覆蓋全斷面。 4)、工作面防塵 (1)、采煤機內、外噴霧:要求采煤機噴霧裝置完好不堵塞,內噴 壓力不少于2Mpa,外噴霧壓力不小于 ,能封閉截割部產塵部位 . (2)、噴嘴布置:設三通閥,支前梁下方設 2 個噴嘴,放煤口處設 2 個噴嘴,全面實現(xiàn)放煤口降塵。 2)、順槽沖洗: 150102 皮帶運輸順槽,每班對巷道進行沖洗降塵,對回風順槽定期進行灑水降塵工作。108鋼管,每 50m 設三通一個,距工作面 50m 內設噴霧裝置 — 凈化水幕,并保證霧化良好,使用正常,噴霧能覆蓋巷道全斷面。封孔長度不小于 7m. 瓦斯泵站監(jiān)測,監(jiān)控系統(tǒng)采用 KJ80N 型瓦斯抽放監(jiān)測系統(tǒng)。采用 ZDY1200S 型液壓鉆機 3 臺,施工抽放鉆孔,鉆桿直徑 42mm。 5 ㎜鋼管;用于 15煤掘進工作面邊掘邊抽高負壓瓦斯抽放。 高負壓瓦斯抽放 39 安裝兩臺國產 2BEC42 型水環(huán) 式真空泵,電機功率為 160KW,流量 125m3/min.一臺運行,一臺備用,抽放主管直徑為Φ 325179。即: 低負壓抽放系統(tǒng) 安裝兩臺 2BEC50 型水環(huán)式真空泵,電機功率為 190KW,流量 260m3/運行,一臺備用,抽放主管管徑為Φ 426179。 ②采區(qū)回風巷風流中瓦斯?jié)舛瘸^ %或二氧化碳濃度超過 %時,必須停止作業(yè),撤出人員,采取措施,進行處理。 斷電范圍: T T T T4—— 工作面及其回風順槽中全部非本質安全型電器設備。 監(jiān)控線路敷設嚴格執(zhí)行電纜懸掛的標準,懸掛在最上面的電纜鉤上,與其它電纜間距不得小于 。 ( 2)、溫度傳感器 T4:報警值≥ 26186。安裝位置:距回風口 1015m,距頂不大于 300mm,距幫不小于 200mm。斷電范圍為工作面及回風巷內全部非本質安全型電氣設備。斷電范圍為工作面及回風巷內全部非本質安全型電氣設備。 上隅角傳感器的安設標準 ( 1)、瓦斯傳感器 T1:瓦斯報警濃度≥ %,斷電濃度≥ %,復電濃度 %。安裝位置:回風巷距機尾≤ 10m 處的巷幫 , 距頂不大于 300mm,距幫不小于 200 mm。 班組長必須攜帶便攜式甲烷檢測報警儀。若發(fā)現(xiàn)采煤機上下各 20m 范圍內風流中瓦斯?jié)舛冗_到 %時,立即停止機組割煤, 停電撤人,進行處理。專職瓦斯員負責對工作面及回風流,上下隅角,工作面中部槽,采煤機前后,支架間及風流吹不到的地點進行瓦斯檢查。 37 配風量的確定及風量分配: 150102 工作面經以上計算,需配風 900m3/min。 (不含采外配風) ≤ 828≤ 其中: S 小 —— 工作面最小有效斷面,取 ㎡; S 大 —— 工作面最大有效斷面,取 m2; 因此風速符合規(guī)定。 ≤ 828≤ 4179。 S 小 179。 S 大≤ Q 采≤ 4179。 179。 54= 216m3/min 其中 :4—— 每人所供給風量不得少于 4 m3/min; N—— 采煤工作面同時工作最多人數。 179。 179。 Q 采 =60179。 Kch—— 采煤工作面采高調整系數,取 Kci—— 采煤 工作面長度調整系數,取 70%—— 有效通風斷面系數。 Kch179。 Vc179。 = 432m3/min 按工作面溫度與風速計算 Q 采= 60179。 K 礦通 = 100179。 Q 采回 =100179。 四、輔助運輸路線 地面→副斜井→井底車場→軌道大巷→采 區(qū)軌道下山→ 150102綜放工作面回風順槽→ 150102 綜放工作面。 35 (二)拉移后部輸送機 工作面后部輸送機在支架前移后處于放煤位置,待循環(huán)放煤工序結束后 ,將后部運輸機滯后放煤口 510 架拉移一個步距。 (一)推移前部運輸機 采煤機向下(上)端正常 割煤時 , 按照自上(下)而下(上)的順序,依次推拉刮板運輸機,至距離采煤機后滾筒 20m 處。 (二)輔助運輸設備及運輸方式 工作面需用的材料、設備等物資,采用 1t 礦車或專用叉車、調度絞車、無極繩絞車,通過回風順槽運進工作面。 34 第四章 生產系統(tǒng) 第一節(jié) 運輸系統(tǒng) 一、運輸設備及運輸方式 (一)運煤設備及裝、轉載方式 采煤機組割裝底煤和前部運輸機前移配合裝運底煤;破碎并垮落到支架掩護梁和插板上方的頂煤,在插板縮回后利用自重 自動溜入后部輸送機的溜槽中運出 ,插板完成大塊煤的破碎并通過上下擺動破壞掩護梁上方由大塊煤形成的臨時拱式結構。 工作面液壓支架壓力數據由技術科負責觀測、收集分析。 儀器統(tǒng)一安裝在支架右前柱高度一致、表盤便于觀看。 33 三、觀測儀器 工作面采用支架安裝的機械壓力計表;工作面端頭和超前支護采用 KBY60 型便攜式單體支柱工作阻力檢測儀;并進行頂板離層宏觀觀測,采用 LBY2 型頂板離層指示儀。 采空區(qū)充填程度。 支架工作狀況動態(tài)觀測。 對支架工作過程中初撐力、工作阻力實施監(jiān)測,掌握支架工作狀況。 第四節(jié) 礦壓觀測 一、觀測目的 了解掌握支架和圍巖相互關系,摸索樂平煤礦回采工作面頂板運動情況規(guī)律。保證頂板及 時垮落,不產生瓦斯積聚。第一次掛 32 網生根時,先降下一組支架頂梁后,工作人員再從其上側頂板完好處向架上吃網,并背板生根,撤人后再升緊支架吃好網。 (三)鋪聯(lián)網 當兩端頭三角區(qū)頂板破碎,維護困難時,為確保安全生產可在兩端頭各 3 組支架聯(lián)網維護頂板。 10.超前支護段巷道頂板壓力顯現(xiàn)、下沉量增大時,必須及時在“∏”梁下補支單體,加大支護強度。 8.支柱要與頂梁可靠吻合,柱頂必須背實。 7.支設的單體液壓支柱必須栓防倒繩并有聯(lián)鎖防倒繩。 5.安全出口高度不得低于 ,人行道寬度不小于 。 3.不得使用失效的單體液壓支柱、變形損壞的“∏”梁及其它支護材料。單體液壓支柱初撐力不小于 90kN( )。 100mm。(附:端頭支護平面圖) 上端頭距離第一組端頭支架 平行打設一趟“∏”梁配合 單體液壓支柱支護,一梁三柱、護住機尾;末一排切頂柱與支架尾梁齊,由末排切頂柱向外每隔 打設一排“∏”梁配合 單體液壓柱支護,π型梁一端頂住上幫,另一端搭到靠近端頭支架的π型梁上,靠近上幫梁頭位置打一顆單體液壓支柱,與上幫單體液壓支柱相距 1m 打設一顆單體液壓支柱。 30 ` (二)端頭支護 上、下端頭均采用“∏”梁配合 單體液壓柱進行支護。 第三節(jié) 兩順槽及端頭頂板管理 一、工作面兩順槽超前支護 (一)超前支護 運順超前支護采用 “∏”梁配合 單體液壓支柱以一梁三柱支護,超前支護距離不小于 20m。 6.冒頂區(qū)域移架,應首先檢查冒頂情況,確定正確的移架順序。 4.處理冒頂時必須由跟班隊長或班組長現(xiàn)場協(xié)調指揮,并安排專人觀察頂板及周圍狀況,先清理出一條暢通無阻的退路;并采取從一側向另一側維護頂板,嚴禁多頭同時進行。 2.當頂板冒落嚴重時,可采取上工字鋼、木板梁與鋪設金屬網配合的方法維護頂板;鋪設金屬菱形網時,長邊對接,短邊搭接長度不小于 300mm;使用 12鐵絲隔扣相連;端頭鋪網時與巷道頂網搭接相連不少于 200mm。 9.當現(xiàn)場矸石硬度較大煤機截割困難時,必須及時編制放震動炮專項安全技術措施。 7 .拉移端頭支架時,除監(jiān)護人員外所
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