煤炭技术改造项目策划书.docx
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煤炭技术改造项目策划书
一、项目名称、项目承担单位…………………………………1
二、项目工作范围及起止时间…………………………………1
三、项目立项依据,以往工作分析……………………………1
四、项目类型……………………………………………………3
五、项目实施意义、目标和任务………………………………3
六、技术路线、方法、工作标准和实施方案…………………3
七、预期成果及效益分析………………………………………33
八、经费预算及配套资金来源…………………………………40
九、项目实施中存在的不足和实施后可能对环境、经济可持续发展造成的影响…………………………………………………41
一、项目名称、项目承担单位
(一)、项目名称:
XXXXXX煤炭有限责任公司七号平峒采煤方法改造
(二)、项目承担单位:
XXXXXX煤炭有限责任公司
二、项目工作范围及起止时间
(一)、项目工作范围
完成一个综采放顶煤工作面的井巷工程布置和综采放顶煤工作面的设备布置与安装。
(二)、项目起止时间:
项目从2005年10月1日开始实施,预计于2006年9月30日竣工。
三、项目立项依据,以往工作分析
(一)、项目立项依据:
1、原自自治区有关部门批准的《XXXX县XX煤矿七号平峒生产地质报告》(精查)、《XXXX县XX煤矿七号井扩建工程初步设计》:
2、自治区经济贸易委员会XX投函[2002]304号“关于XX市XX煤炭有限公司七号平硐技术改造项目可行性研究报告(代项目建议书)的批复”:
3、自治区煤炭工业管理局新煤规发[2002]212号“关于XXXX煤炭有限责任公司七号平峒技术改造立项的批复”;
4、《煤炭工业矿井设计规范》、《煤矿安全规程》[2001]《煤矿救护规程》;
5、国家其它现行有关煤炭工业建议的技术,经济政策和法律法规;
6、中华人民共和国财政部《关于组织申报2005年度矿产资源保护项目经费及矿产资源补偿费征收部门补助经费的通知》
7、XX维吾尔自治区财政厅,XX维吾尔自治区国土资源厅“关于转发《关于组织申报2005年度矿产资源保护项目经费及矿产资源补偿费征收部门补助经费的通知》的通知”
(二)、以往工作分析
七号平硐1986年投产,设计生产能力15万t/a,平硐开拓,1992年进行了年产30万t/a规模的扩建工程,矿井现生产规模为3O万t/a。
经自治区煤炭工业管理局以及自治区经贸委批准,矿井目前正在进行45万t/a的技术改造。
七号平硐建成投产后,一直在煤层厚度为14米左右的A5煤层开采,采煤方法为滑移顶梁放顶煤采煤法和巷柱高落式采煤法。
喇嘛庙河以西的A5煤层即将回采结束。
现将进入A3煤层开采,A3煤层厚度只有6---7米,顶板极易垮落,如在用巷柱高落式采煤法回采,采区回采率只能达到20%左右,且不利于安全生产,有必要进行矿井的采煤方法技术改造工作。
四、项目类型:
该项目为新开项目,但主要井巷工程和部分设备均使用原有工程和设备。
本次只需布置一个回采工作面和购置安装综采放顶煤支架、前后部刮板输送机,采煤机、转载机、顺槽皮带运输机等设备。
五、项目实施意义、目标和任务
(一)、项目实施意义
七号平峒原用巷柱高落式采煤方法采区回采率仅为30%左右,且存在采空区(老塘)通风、空顶作业等诸多的安全隐患,既浪费资源又不利于安全生产。
采煤方法改革后,不仅可以提高采区回采率,而且还可以改善安全生产条件。
因此,实施该项目的意义十分重大。
(二)、项目实施的目标和任务
1、采区回采率由目前的30%提高到75%。
2、矿井生产能力由目前的30万吨/a,提高到60万吨/a。
3、全员工效由1.9吨/工日提高到6吨/工日。
4、改善安全生产条件实现安全生产。
六、技术路线、方法、工作标准和实施方案。
(一)井田概况及地质特征
第一节井田概况
交通位置:
XXXXXX煤炭有限责任公司七号平峒位位于XX市西南58Km处,地理坐标:
东经84°20´29"-84°22´25";北纬44°8´33"-44°9´58"。
矿区北距乌伊公路28Km,有柏油公路直达矿区,交通方便。
地形地貌:
XX矿区位于天山北麓低山丘陵地带.整个矿区呈南高北低、西高东低的地形地貌景观,井田位于矿区中部,地形以低山丘陵为主,海拔高程1400m以上,相对高差100m左右。
河流:
矿区东部有XX河,河谷宽达100m,水面宽达10-15m,7~8月流量最大,流量为27.2-29.3m3/s,3~4月为枯水期,流量为2.24-2.27m3/s,年平均流量9.14m3/s,历年最大流量487m3/s.最小流量0.35m3/s.年径流量2.89亿m3。
井田中部有喇嘛庙河穿过井田,流量仅为0.08-0.13m3/s,是矿区附近居民用水的主要来源。
此外,在矿区中部,南北大沟尚有泉水汇集的东西向小溪,,流量0.006-0.025m3/s。
气象及地震情况:
矿区属大陆性气候,冬季寒冷,夏季炎热。
6~8月气温最高.最高极端气温达395"C.12月至次年2月气温最低.最低极端气温为335℃。
日温差最大可达30T2,平均13"C。
雨季为6~8月,常伴有暴雨夹冰雹,年平均降水量为2456m达4262ml,年平均蒸发量为18365mm结冻期为每年11月中旬至翌年3月,最大冻土深度约15m,平均积雪厚度500mm.4月份开始解冻。
矿区处于博洛地震带上,据XX地震局资料,1930年0年的60年间矿区及相领矿区共发生大于NSI7级以上的中强震12欢,其中大于NS6级以上5次+NS7级以上地震1次,震中位置距矿区不超过75km,属地震多发区。
根据《中国地震动参数区划网》(GBl8306--2001),该区地震动峰值加速度为O.2g,地震动反应谱特征周期为0.4s。
对应的地震基本烈度为Ⅷ度
区内工业以煤矿为主,年总产煤量30余万吨,矿医东部XX河上游建有XX水电站和火力发电厂,是XX市主要电力基地,总装机容量1.26万千瓦.矿区南部高山地带有茂密的原始森林,以红松、云杉为主,是良好的建筑及坑木用材。
矿区粮、油、蔬菜主要靠XX市供应。
矿区内矿井:
七号平峒:
1986年投产,年产15万吨,平峒开拓,现开采A3煤层,开采水平为1434-1542m,矿井采煤方法当前采用品字形巷柱式采煤法和滑移顶粱放顶煤采煤法。
五号平峒:
1976年投产,平峒开拓,现开采A5、A3煤层,开采水平1542m以上,采煤方法采用品字形巷柱式采煤法。
一号斜井:
位于七号平峒井田范圈内,1965年投产,斜井开拓,年产3万t.开采水平1430-1477m,1976年因采空区与地表塌通,漏风产重,采空区煤炭自燃发火无法控制面停产,现地下潜流将井巷淹没.水从斜井口流出。
夹皮沟一号平峒位于七号平峒井田西侧,1965年建井,主要开采A3、A5煤层,采空区煤炭自燃发火引起瓦斯爆炸,于1984年停产。
对七号平峒技术改造没有影响。
三号井:
1964年建井,平峒开拓.开采矿区向斜北翼B组煤,对七号平峒技术改造没有影响。
水源:
矿井供水水源取自七号平峒西南约24km的喇嘛庙河河床内,取水方式为巷道取水结台截水坝。
电源:
煤矿的工作电源取自距煤矿7.8km处的红山火电厂,火电厂装机容量2×3000kW,升压站主变压器为2×4000kVA,电压6.3kV,该火电厂通过XX电网与XX主网联网。
煤矿的备用电源取自相距7.2km处的一级水电站,装机容量为2×3000kW,该水电站与红山火电厂联网并通过XX电网与XX主网联网。
第二节地质特征
一、地质构造
XX煤矿位于天山摺皱带北缘西段的山前拗陷地带,矿区主体构造为XX向斜,向斜南翼平缓,有波状起伏现象,倾角5°-20°,北翼陡立,倾角50°-60°,主体构造西南部和东北部有次一级短轴背、向斜及鼻状构造.矿区断层有F1,F2,F3,F4。
井田位于XX向斜南翼中偏西部位位,呈北东向倾斜的单斜构造,无较大起伏和断裂,产状变化不大,在Ⅻ线至Ⅴ线之间,地层倾角变陡{55°-38°},为夹皮沟箱状构造南翼,此构造向东逐渐消失。
井田所见地层有下侏罗统八道弯组{J1b}、三工河组{J1s}、中侏罗统西山窑组{J2x}、头屯河组{J2t}地层,现由老到新叙述如下:
1.下侏罗统八道弯组{J1b}
本组地层主要分布在XX向斜两翼,是井田主要含煤组段,为一套河流相、河漫相、湖沼相以及泥炭沼泽相沉积。
下部以细砾岩、砂岩为主,夹粉砂岩、泥岩、炭质泥岩及薄煤层,上部以细碎屑岩为主,即粉砂岩、粉砂质泥岩夹薄层砾岩、炭质泥岩及煤层,为八道湾组主要含煤段,共含煤11层,地层厚239一274米,与下伏地层整合接触。
2、下侏罗统三工河组{J1s}
本组地层主要出露在向斜两翼及西南部小背斜轴部,为一套深水湖相为主的细碎屑岩沉积,岩相稳定,岩性单一,颜色分明,是上覆西山窑组与下伏八道湾组明显的分组标志,总厚87.6一264.34米,根据岩性组合特征分为上下两个岩性段,下段为灰黑色泥质粉砂岩夹泥岩、灰黑色粉砂质泥岩互层,间夹薄层菱铁矿,与下伏地层整合接触,上段为黄绿色、灰黑色砂质泥岩与泥质粉砂岩互层,局部夹砂砾岩,炭质泥岩及煤线,地层厚约6O米,与下段连续沉积。
3、中侏罗统西山窑{J2x}
该组主要分布在向斜轴部两侧。
由粉砂岩.砂质泥岩夹砂岩、砾岩、炭质泥岩及煤层组成,以中上部一层砂砾岩或细砂岩,将本组为分上含煤段和下不含煤段。
下不含煤段主要由黄绿色、灰绿色的泥质粉砂岩、粉砂质泥岩夹细砂岩,中一粗砂岩薄层组成的浅湖相一河流相沉积,在向斜南翼上部夹2—3层不稳定劣质煤,地层厚67.10一88.02米,向斜北翼地层中砂体层数增多,厚度增大;不含煤层,地层厚60-90米,与下伏层整合接触。
上含煤段为西山窑组主要含煤段,向斜南翼岩性以灰白色泥岩以及薄层菱铁矿、炭质泥岩和煤层组成。
低部以砂岩体较厚、层数较多为特征,含煤6—12层(B1-B6),地层厚度82.85-139.05米,向斜北翼由两个不明显的沉积旋回组成,岩性以砾岩、砂砾岩夹粉砂岩、砂质泥岩,含煤1—2层,地层厚99.6—104.5米。
与不含煤段连续沉积。
4、中侏罗统头屯河组{J2t}
该组分布于向斜核部,其岩性、岩相与区域地层一致,据上下岩石色调和粗细的不同分为上下两段。
下段以粗碎屑岩为主、为灰黄色砂岩、砾岩夹泥质粉砂岩及菱铁矿。
向斜南翼厚149.60-190.46米;北翼厚112米左右,与下伏地层整合接触;上段以细碎屑岩为主,灰绿、黄绿、紫色泥质砂岩及灰色泥岩夹砾岩,含砂砾岩夹煤线。
底部为黄色粉砂岩夹粗砂岩、砾岩,向斜南翼厚102—295米,北翼厚80余米,与下段连续沉积。
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二、井田构造
七号平峒井田位于XX市XX向斜南翼中偏西部位,含煤地层走向沿南东一北西方向展布,主要为北东向倾斜的单斜构造,井田范围内构造简单,无较大起伏和断裂。
沿走向和倾向产状变化不大,倾角8°-11°左右,均属缓倾斜范畴。
三、水文地质
井田内共有5个含水段与1个隔水段,叙述如下:
l、八道湾组含水段(I含水段)以砾、砂质岩层为卡,成层较好,孔隙、裂膝较发育,总厚239~-252m,其中含水屋厚20.33~110.69m水头高度4.29~22.3lm,孔口最大流量0.1999L/s,单位涌水量0.0015~0.0092L/sm,渗透系数0.0052~0.033m/d,为弱富水段,该含水段接近地表部分风化裂隙较发育,强风化带厚约30m,分布在喇嘛庙的砂砾岩下,泉流量达1.35~7.43L/s,为中等富水含水层,含水层下部底界有较厚的泥质粉砂岩及泥岩层,隔离了下覆三叠系含水层.构成了良好的承压水储备条件。
2、二上河组泥岩、柑砂岩层隔水层(11隔水段)隔水层厚88~256m,富水性差,单位涌水量仅为0.00271L/sm.基本隔绝了垂直入渗水向八道湾组水段的补给。
3、西山窑组孔隙、裂隙层间承压含水岩组(Ill含水组):
主要分布于向斜南翼,由砾岩、怩质粉砂岩央砾岩、煤组成水位埋深l.46~22.86m,单位涌水量0.00067一0.00852L/sm,渗透系数0.0016~0.0276m/d,属富水极不均匀的弱含水层。
4、斜核部,由砂岩、砾岩构成,水位埋深18.33~-24.14m,钻孔单位涌水量0.0088~0.0146L/sm,渗透系数0.0010~-0.0436m/d,为富水性不均的弱富水含水层。
5、烧变岩孔隙、裂隙含水岩组(V含水组):
以A5,A3煤层浅部烧变岩为主,西部烧变岩含水组同喇嘛庙河冲积含水层相瓦叠置,构成统一的含水体系,含水层厚24.86m,水位埋深13.81m,钻孔单位涌水量0.7136~1.0622L/sm,落透系数3.7742m/d,是矿区强富水的含水层。
6、第四系喇嘛借河冲积层孔隙潜水岩组(VI含水带);由漂砾、砾砂层组成,层厚9.94~30.04m,水位埋深9.51~16.43m,单位涌水量0.0064~0.137L/sm,渗透系数0.0222~0.2048m/d。
7、一号斜井,已停采多年,地下水早已由天然流转变为人工流场,其转换过程:
地表水—冲洪积层孔隙潜水——风化裂隙或烧变岩潜水—八道湾组含水的层间孔隙、裂隙水—矿井水。
其总补给源来自喇嘛庙河的地表水。
五号井排水量变化与降水关系密切,其丰水期在8月份,较降水期滞后1~2个月。
枯水期在5月,较降水期滞后6个月。
表现出短期集中补给,长期缓慢消耗的特点,由于采煤塌陷区在喇嘛庙冲积层中,形成充水“天窗”,因此存在洪水灌人淹井的潜在威胁。
五号井属水文地质条件中等的裂隙水直接进水型矿井。
由于五号井的截流作用,七号平硐排水量较小,动态升降幅度小,但西采区必须留设保护煤柱,以防止井巷与v、Ⅵ含水段强风化带沟通,引起突水事故。
七号平硐为水文地质条件简单的裂隙水间接进水型矿井。
七号平硐水对混凝土无侵蚀性,五号平硐水对混凝土有结品性侵蚀。
经计算七号平硐一采区涌水量为107.67m3/d,最大涌水量170.4m3/d:
二采区正常涌水量约96.16m3/d最大涌水量131.50m3/d:
三采区正常水量为428.22m3/d,最大涌水量632.87m3/d
(二)、煤层、煤质开采技术条件
第一节煤层及煤质
1、煤层
井田内共含煤11层,总厚12.57—31.41m,平均21.99m,其中可采和局部可采6层,自下而上编号为A3、A3、A4、A4、A4、A5,可采总厚9.58—29.33m,平均19.45m。
主要可采煤层2层为A3、A5。
A3煤层厚度为0.85~17.4m,平均1l.00m,倾角5°~29°。
A5煤层厚度为3.99~15.40m,平均6.11m,倾角6°~24°。
井田西部煤层较厚,东部煤层较薄.浅部煤层多且厚,深部煤层少而薄。
2、煤质
A3煤层:
黑—灰黑色,条痕为深棕黑色,具玻璃及油脂光泽,比重小,致密,脆度大,硬度小,断口具贝壳状,节理发育。
煤岩组以亮煤为主.夹暗煤条带,属、半亮型煤。
煤质牌号为41#长焰煤。
A5煤层:
黑色,条痕为黑——褐色,条带状结构,大部分为油脂光泽,少部分为玻璃光泽,断口多平坦状,次为贝壳状,少数为参差状,节理不发育,比重中等,煤质较致密.坚硬。
煤岩组以亮煤为主,夹少量暗煤段丝炭条带.属半亮型煤。
两煤层炭元素含量一般为75%~76%,氢元素含量一般为5%~6%,含最稳定,水分与挥发分值较高,灰分中等,胶质层厚度为零.发热量一般在29.3MJ/kg以上。
其中挥发分值一般在45%~50%,全硫含量0.24%~O.29%,A5煤层磷含量0.07%,灰分12%~16%.煤层属中灰—低灰、特低硫,中磷——特低磷的4l#长焰煤。
第二节开采技术条件
一、煤层顶底板
A3煤层:
顶板为泥质粉砂岩、砂砾岩,根据实际开采状况观测分析,该煤层顶板破碎,较不稳定。
底板为泥质粉砂岩、粉砂岩、细砂岩。
A5煤层:
顶板为泥质粉砂岩、砂岩,较为稳定。
底板为泥质粉砂岩、砂岩。
二、瓦斯
矿井属低沼气矿井,据现有生产矿井资料,开采井田深部及井田西翼A5煤层时,鉴定瓦斯相对涌出量3.19m3/t,A3煤层鉴定瓦斯相对涌出量6.17m3/t.
三、煤尘
A3煤层煤尘爆炸性指数61.7%,A5煤层煤尘爆炸性指数60.47%,各煤层均具有爆炸性。
四、煤的自然
各煤层均有自燃倾向.自燃发火期3~7个月.煤尘有爆炸性。
井下地温不高,无地温异常现象。
第三节储量
根据XX地矿局地质九大队提交的矿井生产地质报告(精查),XX煤矿七号井设计利用储量3867.4万t,由于回采率较低(但为45%),资源浪费十分严重至目前为止,已开采范围的储量损失达1225.37万t.剩余地质储量为3052万t.
(三)采煤方法
第一节采煤方法的确定
一、采煤方法的比较
根据本矿井主要可采的A3、A5煤层赋存条件和开采技术条件,矿井生产能力,设计经多方案比较后推荐以下两种采煤方法进行技术论证:
悬移顶梁液压支架放顶煤采煤法、轻型液压支架综合机械化放顶煤采煤法。
1、悬移顶梁液压支架放顶煤采煤法
首采工作面布置在现A3煤层+1458m水平运输巷至A3煤层该运输巷上部采空区之闻,工作面长度80m。
工作面支护采用XDY-1TY型悬移顶梁液压支架,工作面开帮采用煤电钻打服,爆破落煤,SGB420/30型刮板运输机运煤,工作面后部放顶煤采用SGB一620/140型乱板运输机运输,工作面上部铺金属网。
A3煤层首采工作面煤层厚度7.5m,采用放顶煤一次采全高采煤法。
A5煤层厚度14m,为提高回采率,采用先采顶分层(2m),在顶分层底板铺设金属网假顶,底分层一次采全高采煤法。
工作面开帮进度0.65m,循环进度l.3m,一日一循环,循环率0.8。
采A5煤层时工作年生产能力36.1万t。
2、液压支架综合机械化放顶煤采煤法
工作面支护采用ZF4400/17/33型放顶煤液压支架,MG150/375一W型双滚筒采煤机、前部SGZ-764/320刮板运输机运煤,后部SGZ-764/400刮板运输机运煤,A3煤层首采工作面煤层厚度7.5m,采用放顶煤一次采全高采煤法。
工作面采煤机斜切进刀0.6m,循环进度1.8m,一日1.5个循环,正规循环率0.8.采A3煤层时工作面年生产能力可达60万t。
上述两种采煤方法优缺点比较如下:
1、悬移顶梁液压支架放顶为煤采煤法
优点:
(1)、采区工作面设备投资低。
(2)、对工人技术水平要求较低。
缺点:
(1)、工作面生产能力仅为综合机械化采煤工作面的约50%,井下需布置2个回采工作面同时回采才能满足矿井生产能力要求。
(2)、工作面工人打眼放炮、攉煤、移架等工作劳动强度较大。
(3)、煤层有自然发火危险,工作面推进度较慢,易造成采空区发火。
(4)、两个工作面同时生产,工作面生产工人多。
井巷工程量太,施工期长,矿井生产、通风等管理困难。
(5)、矿井生产吨煤成本较高。
(7)工作面安全性较差。
2、综合机械化放顶煤采煤法:
优点:
(1)、工作面生产能力高,矿井投产一个工作面即可满足矿井产量要求。
A3煤层为60万t/a,只布置一个回采工作面即能满足矿井生产能力要求,并有增产的能力。
(2)、工作面采煤机进行采煤、装煤,液压支架可自行前移.工人劳动强度较低。
(3)、工作面推进速度快,可有效防止采空区发火。
(4)、矿井实现高产高效、集约化生产,吨煤成本低,一个工作面的生产、通风等管理较为简单、容易。
(5)、工作面工人在液压支架下进行操作,安全性好。
缺点:
(1)、工作面设备投资高。
(2)、对工人的技术水平要求较高。
通过国内10余年的煤矿生产实践证明,综合机械化放顶煤开采技术是我国特厚煤层开采中可实现高产、高效,低耗和安全生产的最有效技术途径,巳成为今后煤炭开采技术的发展方向。
由于综合机械化放顶煤开采技术直接成本低(比高档普采可降低35%),回采工效高(比高档普采可提高80%),回采率高(采区回采率85%以上),可有效预防顶板事故,经济、社会效益显著,是近年来国内大中型矿井推广采用的主要采煤方法。
综上比较,为提高XX地方国有煤矿的机械化开采水平,体现矿井开采的高技术含量.建设高产高效的现代化地方国有煤矿,提高矿井经济效益,设计推荐采用液压支架综合机械化放顶煤采煤法。
第二节主要设备选型
一、液压支架选型计算
根据该矿井滑移顶粱液压支架放顶煤回采工作面压力测试,放顶煤工作面在A5煤层中开采时工作面压力最大,液压支柱在工作面正常开采时测定的平均压力为280KN,最大压力为330KN。
支架控顶面积4.2x0.6m2。
。
则工作面支架压力为:
F平均=280×4=1120(KN)
工作面支护强度为:
P平均=1120÷(42×06)=0.44(Mpa)
工作面支架最大压力为:
F最大=330×4=1320(KN)
工作面支护强度为
P最大=1320÷(42×0.6)=0.52(MPa)
设计以矿井原滑移顶梁液压支架放顶煤采煤工作面压力测试结果,作为设计采煤工作面支架选型的依据。
通过对不同放顶煤液压支架比较.结合XX煤炭有限责任公司煤层地质条件,最终选择了重庆生产的ZF4400/17/33型放顶煤液压支架。
支架技术参数如下:
(1)、架型:
支撑掩护式低位方顶煤支架
(2)、支架高度:
1.7—3.3m
(3)、支架宽度:
1.43--1.6m
(4)、支架中心距:
1.5m
(5)、初撑力:
3958KN
(6)、工作阻力:
4400kN(P=35MPa)
(7)、支护强度:
0.75MPa
(8)、对底板比压:
(平均值)1.5MPa
(9)、泵站压力:
31.5MPa
(10)、操纵方式:
本架操纵
(11)、支架总重:
16.2t
二、工作面采煤运输设备
工作面采用ZF4400/17/33型基本架80架。
前部刮板输送机为SGZ764/320型中双链刮板输送机,后部刮板输送机为SGZ764/400型中双链刮板输送机。
采煤机MG150/375--W型双滚筒采煤机
皮带输送机型号:
SSJ1000/2×75
采用SZZ800/250型中双链刮板转载机及PCM160型轮式破碎机。
采用WRB200/31.5A型乳化液泵两台,并配备RX200/16A型乳化液箱组成相应的乳化液泵站。
第三节采区巷道布置及装备
工作面位于+1434水平运输大巷以北,喇嘛庙河以西地段,综采工作面走向长1200米,倾斜长120米,上、下顺槽及开切眼沿煤层底板布置。
上顺槽为轨道运输巷(铺设18Kg/m钢轨),作进风巷道,采用机器编夌形网树脂锚杆支护,矩形巷道,巷道宽3.4米,高2.8米,同时为主要设备运输巷道;巷道内设有供电、防尘,排水等管线;移动变电站和乳化液泵站也设在此巷道内。
下顺槽为皮带机运输巷,做工作面回风用,采用机器编夌形网树脂锚杆支护,矩形巷道巷道宽3.4米,高2.8米;巷道内有供电、防尘,排水、信号等管线。
开切眼斜长120.5米,采用锚网与液压支架联合支护,巷道净高2.5米,净宽6米。
工作面主要机电设备配备表
序号
设备器材名称
型号及规格
单位
数量
备注
1
液压支架
ZF4400/17/33
架
80
2
采煤机
MG150/375--W
台
1
3
乳化液泵站
WRB200/31.5A
套
1
两泵一箱
4
乳化液管路
高压乳化液管
5
可弯曲刮板输送机
SGZ764/32
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