091103采煤工作面开切眼掘进作业规程.docx
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091103采煤工作面开切眼掘进作业规程
内蒙古蒙西矿业有限公司
库里火沙兔煤矿
091103工作面切眼
作业规程
编制部门:
技术部
编制人:
王定川
编制时间:
2017年12月10日
第一章概况
第一节概述
一、巷道名称、位置及相邻关系
本作业规程指导施工的巷道为091103切眼掘进工作面,091103切眼掘进工作面位于一采区南翼,南侧位置以091103工作面开切眼中心线向南2m,北以091103工作面开切眼中心线向北6m,西部为091103工作面回风巷,东部为091103工作面辅助运输巷。
二、巷道用途及性质
091103切眼掘进工作面掘进的目的为布置回采工作面。
三、巷道设计长度、服务年限
091103切眼掘进工作面设计长度130m(斜距),本巷道服务年限为1年。
四、预计开竣工时间
091103切眼掘进工作面自2017年12月25日开工,预计到2018年1月底竣工。
091103切眼掘进工作面巷道布置平面图
第二节编写依据
一、巷道施工设计图及批准时间
1、《091103切眼掘进工作面开口平、剖、断面图》,批准时间为2017年12月20日。
2、《091103切眼掘进工作面及辅助运输巷间各联络巷、辅助运输巷绞车硐室平、剖、断面图》,批准时间为2017年12月25日。
3、《091103切眼掘进工作面回采段断面图》,批准时间为2017年12月25日。
二、地质说明书及批准时间
《091103切眼掘进工作面地质说明书》,批准时间为2017年12月26日。
三、矿压观测资料
参考091103运顺、回风有关矿压观测数据分析结论。
第二章地面相对位置及水文地质情况
第一节地面相对位置及临近采区开采情况
地面相对位置及临近采区开采情况表
水平名称
一水平
工作面名称
091103工作面切眼
地面标高
+1600m—1570m
井下标高
+1383m—+1120m
地面的相对位置及建筑物
地面为荒山,无建筑物
井下位置及掘进对地面设施的影响
无
临近采区开采情况
该巷道布置在9#煤层中,而下组10#、12#、14#、15#煤在该区域都未回采。
走向长(m)
980
倾向长(m)
130
第二节煤(岩)赋存特征
9#煤层自然厚度3.80~23.81m,平均7.83m,储量利用厚度0.60~14.78m,平均4.26m,煤层在井田北部最厚达10m以上,由南向北逐渐变薄,为全区发育可采的较稳定煤层。
煤层大部可采厚度2.4~5.6m,平均厚度约为3.6m。
煤层结构复杂,含夹矸4~18层,一般为4~9层,夹矸岩性多为粘土岩、泥岩或炭质泥岩。
顶板岩性为中细砂岩及砂质泥岩,其中粘土质含量较高,底板岩性为砂质泥岩或砂质粘土岩。
下距10号煤层0.40~8.63m,平均间距2.40m。
第三节地质构造与水文地质
一、地质构造:
勘探报告及三维地震成果图显示无地质构造。
如遇地质构造应补充响应的技术措施。
二、水文地质:
091101工作面施工期间,顶、帮有局部淋水、渗水现象,涌水量较小;091103工作面与091101工作面为同一煤层因此推测091103涌水量小。
而且根据实际揭露的情况预测091103切眼施工期间,涌水量应不大于5m³/h。
工作面水文地质条件类型为简单,无含水层,因此对巷道施工无影响。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
091103切眼工程量共130m,,沿9煤顶板掘进施工,方位266度00分00秒,上山倾角为30°,最后与091103回顺顺槽贯通,形成091103回采工作面;另上端头施工两个绞车硐室,1号绞车硐室尺寸为(长*宽*高):
4000*3600*3600mm,2号绞车硐室尺寸为(长*宽*高):
4400*5000*3600mm。
第二节支护设计
一、巷道支护形式及断面
根据地质勘探报告、三维地震和实际揭露巷道等地质资料分析,巷道布置所在的岩层稳定性较好,为白砂岩。
顶板适合锚网索联合支护,初步确定切眼断面形状为矩形,设计断面为8.0米×3.6米(宽×高)。
(附091103切眼支护断面图)
二、支护参数设计
根据以往支护经验,091103切眼两帮和顶板采用锚网索支护+单体液压支柱支护,采用两掘一支最大控顶距1.8m;顶板、两帮锚杆选用φ18×2000㎜的螺纹钢锚杆,间距900㎜,排距900mm,破碎地段间排距为750mm,锚杆锚固力不少于50KN;单体间排距为2700*2000mm,锚索间排距为1600*1500,锚索锚固力不少于100KN;如遇地质构造应采取缩小锚杆、锚索、单体间排距或采取补打锚梁的方式加强支护。
第三节锚杆(锚索)支护设计技术参数核算
锚杆长度计算:
L=N(1.1+w/10)故锚杆选用Φ18×2000mm的螺纹钢锚杆;
式中:
L——锚杆长度,m;
N——围岩的稳定影响系数,取中等稳定围岩,N取1.0;
W——巷道跨度,m;
L=1.0×(1.1+8/10)m=1.9m;
锚杆选用Φ18×2000mm的螺纹钢锚杆,满足要求。
②锚杆间距:
D≤0.5L=0.5×2=1m;
锚杆间距取0.9×0.9m,满足要求。
锚索支护参数计算:
⑴确定锚索的长度:
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的锚固长度,m
Lb---需要悬吊的不稳定岩层厚度,取1.5m
Lc---上托盘及锚具的厚度,取0.1m
Ld---需要外露的张拉长度,取0.3m
锚索锚固长度La按下式确定:
La≥K×(d1fa/4fc)
式中:
K---安全系数,取2
d1---锚索钢绞线直径,取17.8mm
fa---钢绞线抗拉强度,N/m㎡(1920MPa,含1883.52N/mm2)
fc—锚索与锚固剂的粘合强度,取10N/mm2
则La≥(2×15.24×1883.52)/4×10=1435.242㎜≈1.44m
L=1.44+1.5+0.1+0.3=3.34m
施工取锚索长度为7.3m,能满足要求。
⑵锚索的间、排距校核:
L=NF2/{BHr-(2F1sinθ)/L1}
式中L—锚索间排距,m
B—巷道最大冒落宽度,正巷3.6m
H—巷道冒落高度,按最严重冒落高度取2.0m
r---岩体容重,23kN/m3
L1—锚杆的排距,0.9m
F1—锚杆的锚固力,50kN
F2—锚索极限承载力,17.8mm取335kN,
θ—角锚杆与巷道顶板的夹角,75度
n—一排锚索个数,取2
L=2.5米
通过上述计算,091102切眼锚索间距小于2.5m布置。
根据巷道掘进支护情况,091102切眼顶板施工一排锚索加强支护,长度7.3m,间距为2.0m布置,每根锚索使用不少于四节树脂药卷锚固,可满足支护要求。
一、支护形成及材料规格
1、支护形成
顶板、左帮锚杆选用锚杆+矩形网联合支护护。
2、支护材料(单位㎜)
(1)锚杆:
φ18×2000mm螺纹钢锚杆
锚索:
φ17.8×7300mm钢绞线
(2)采用DW45-250/110X单体支护
(3)药卷:
φ23×500mmK2350树脂药卷
(4)托板:
150mm×150mm×5mm方形钢板
(5)金属网:
1000mm×2000mm8号铁丝制作
二、支护工艺及要求
1、锚杆安装要求:
(1)锚杆间距为900㎜,排距900㎜,破碎地段间排距为750㎜;
(2)采用“一”字形布置;
(3)锚杆外露长度不大于100㎜,不小于10mm;
锚固力:
顶锚杆不小于50KN,帮锚杆不少于30KN。
(4)顶锚杆要尽量垂直顶板,帮锚杆垂直巷帮布置;
(5)顶帮药卷均使用树脂药卷,顶、帮每孔均使用2筒药卷。
安装锚杆时,用锚杆体顶住送至孔底,启动搅拌器,边旋转搅拌边匀速推进到孔底,搅拌停止后,等待90—180s,卸下搅拌器上托板,拧紧螺母;
(6)锚杆间排距误差不超过±100㎜;
(7)打锚杆眼采用锚杆钻机,钻头使用φ28㎜的钻头。
2、锚网支护工艺及要求:
(1)巷道支护方式采用短掘短支(一排一支护),严禁空顶作业。
(2)炮掘断面成形一排锚杆距离→处理顶、帮活煤、活矸,并敲帮问顶→打顶锚杆眼→上矩形网→上顶托板→上螺帽并扭紧→打帮锚杆眼→上矩形网→上帮托板→上螺帽并扭紧。
(3)锚杆间距、排距按设计要求进行布置,扭力矩和锚固力达到要求。
(4)巷道超挖超过300mm,必须在其旁边补打锚杆。
(5)锚杆头螺纹部分或麻花体必须清理干净,不得有氧化皮,保证锚固质量。
3、锚索支护的工艺即要求:
(1)、施工前,要备锚索线、锚固剂、锚索盘、索具等支护材料和锚索钻机、套钎、锚索专用驱动头、涨拉油缸、高压油泵等专用机具以及常用工具。
(2)、钻孔深度大于锚索长度(从托盘到锚索前端的距离)30~50mm。
(3)、锚索钻孔直径为28mm。
(4)、钻孔打好后,检查锚索眼深度、锚索线及附件、锚固剂是否符合要求,然后将合格的树脂锚固剂送入锚索眼孔,轻轻推入眼底,直至推不动为止,要确保不使锚固剂外壳破裂。
(5)、锚索外端背上托盘,套上螺帽,用预先安装在钻机上锚索搅拌器跟锚索的尾部连接,开动锚索钻机快速搅拌锚固剂,搅拌锚固剂的同时钻机推力要最大,直至锚索达到设计深度。
锚固剂搅拌时间为10~60秒左右方可撤去锚索钻机,搅拌锚固剂停止时要确保锚索托盘靠近岩面。
(6)、锚固剂搅拌完毕后20分钟后,安装锚盘,配专用锚扣及钢板锚盘。
锚索外露长度不大于250mm,不小于150mm。
锚索采用专用涨拉器涨拉,锚固力不低于100KN。
用锚索涨拉器拉紧锚索,初锚力80~100KN。
最后上紧螺帽。
4、铺设金属网要求:
要求所布设的金属网必须紧贴顶板,顶网长边垂直巷道中线铺设,相邻网必须搭接,搭接长度不少于100mm,搭接部分每隔300㎜用14号铁丝网连接,拧紧不少于3圈,严禁有吊坠现象,对于局部脱顶应先按规定处理后,再进行补网处理。
第四节前探梁支护
为了防止放炮后形成无支护,巷道迎头顶板煤层垮落、滚下伤人,在施工过程中必须使用前探梁支护,前探梁的前端必须固定在较稳定的煤层上。
临时支护:
前探梁与梁扣规格:
使用4寸管焊接
①用4寸管制作3根前探梁,每根4.0m,卡子9个,每个前探梁3个。
②前探梁板皮规格为1600×200×50mm的柳木板皮,不得使用腐朽的木材,前探梁背顶板皮的数量不得少于6块。
前探梁支设方法:
①临时支护最大控顶距1800mm,要求每循环掘进前,锚杆支护距离迎
头不超过900mm,大于300mm而不够打设一排锚杆时,采用前探梁超前支护,控制顶板。
②每根前探梁固定卡子数量为3个,巷道锚杆支护必须跟到迎头,两
帮支护符合作业规程相关规定。
③前探梁穿在U型吊环里,吊环用10mm厚的钢板加工制作,悬吊在上一循环注好的锚杆上,吊环必须固定牢固,外露3—5丝。
④当爆破前,将前探梁向后抽回800mm,但必须保证每根前探梁上有两个卡子,前探梁上方接顶绞实。
⑤当巷道顶板松软、破碎或顶板压力较大时,应缩小循环进尺,彻底进行敲帮问顶工作,然后人员站在已支护顶板下,进行临时支护。
⑥先将前探梁往前窜,将前探梁用卡子固定在顶部锚杆上,网子铺设在前探梁上方,进行初步连网,将前探梁与金属网间用背板背紧背实,确保前探梁和金属网与顶板接实,再将金属网扣扣相连。
临时支护质量标准和要求
1、架设前探梁前由班长进行敲帮问顶工作,找净顶帮浮石,确认安全后,及时组织人员架设前探梁,及木板绞接顶板,最后用刹杆及木楔楔紧。
2、架设前探梁要在班长的指挥下,人员站在安全地点进行。
3、锚杆支护到迎头后,方可将前探梁抽到安全位置。
第四章施工工艺
第一节施工方法
一、施工方法:
开切眼分两阶段施工,第一阶段进行导硐施工,导硐长度达到切眼设计长度后进行第二阶段扩帮施工,扩帮达到设计宽度后,清理浮煤达到设计高度;施工采用钻机打眼,爆破落煤,使用煤矿许用三级乳化炸药,1~5段毫秒延期电雷管,MD150-200T型隔爆电容式放爆器起爆,反向装药,人工出矸,锚网索加单体支护。
二、巷道开门位置及施工方法:
该切眼从091103运输顺槽960米位置处按方位角265度00分00秒上山施工。
根据掘进巷道的中线,控制好巷道的方位,同时保证巷道沿顶板掘进,确保巷道的施工质量,为综采创造良好的条件。
第二节凿岩方式和工艺流程
该切眼掘进工作面采用人工打眼爆破,作业方式采用“三.八”制。
1、确定凿岩方式:
(1)、打眼工具:
钻机。
(2)、掏槽方法:
采用直眼掏槽法。
2、炮掘施工工序安排,工艺流程:
交接班及安全检查→打眼→瓦斯检查→装药→瓦斯检查→联线放炮→吹散炮烟→瓦斯检查→出煤→打锚网索。
第三节爆破作业
1、打眼爆破要求:
⑴.严格按爆破图表布置眼位,拉准中线,画好轮廓线,采取定人、定钻、定位打眼,责任到人。
⑵.控制周边眼间距及装药量,保证周边眼的方向,尽量减少井筒的超欠挖情况,爆破后眼痕率不得低于60%。
⑶.周边眼采用同一段毫秒延期电雷管,同时起爆;充填炮泥要密实。
⑷.据施工现场岩性,周边眼可少装药或隔眼装药。
⑸.掘进宽度允许超挖范围0~100mm,掘进高允许超挖范围0~100mm。
2、钻、爆工器具选用及爆破方法
1、钻具:
采用YT-28风动凿岩机打眼,配用2.2m规格的钻杆、¢28㎜“一”字型合金钢钻头、B22六角中空钻杆。
2、火工品:
煤矿许用二级乳化炸药,毫秒延期电雷管。
3、爆具:
FD150-200T型矿用防爆发爆器。
4、装药结构:
采用反向连续装药
5、炮眼布置:
巷道采用楔形掏槽方式,施工过程中根据围岩具体条件和光面爆破要求调整周边眼间距。
6、爆破方法:
用毫秒延期电雷管串联分次爆破,水炮泥充填,黄土炮泥封口。
(1)爆破说明书
第四节运输
切眼掘进工作面的煤,采用人工攉入陶瓷溜槽,通过陶瓷溜槽运到091103运输转载点;在通过DSJ80/10/2*75带式输送机出煤;最后由皮带转载点运至煤仓。
第五节管线及轨道敷设
风管及供水管路布置在巷道右帮,管路安设高度在腰线位置水管托架梁(规格Φ20mm*600mm)外漏长度为100mm,间距3米。
压风管为4寸钢管,供水管采用4寸钢管,距工作面不超过30m,至工作面段采用1寸、1/2寸高压胶管供风、供水,以满足打眼、洒水需要。
2、各种电缆布置在巷道左帮,腰线以上200mm为电缆吊钩梁(规格为Φ20mm*500mm),外露长度为100mm,间距为1米。
通信、信号电缆铺设在电力电缆上方,间距不小于0.3m。
3、风筒吊挂在巷道右帮,吊挂高度为2.5m,吊挂要平直整齐,不影响运输。
风筒出风口到工作面距离不大于6m,瓦斯监测探头不得落后迎头5m,放炮时必须把探头撤到后面20m以外的安全地点。
第六节设备及工具配备
序号
设备及工具名称
型号规格
单位
数量
备注
1
局扇
FBDY№6.3/2×22Kw
台
2
双风机
2
锚杆钻机
MQT-130/2
台
1
3
发爆器
MFB-200
台
1
4
陶瓷溜槽
500*1500
个
90
5
钻杆
长2.2m
根
2
备用1根
6
铁锹
把
6
第五章生产系统
第一节通风系统
一、选择通风方式、通风设施、设备:
为了保证工作面的风量充足,实现单头长距离通风,采用风速大、射程远的压入式通风方式采用FBDYNO6.3/2*22Kw压入对旋轴流式局部通风机,风筒直径选用800mm的抗静电胶质阻燃风筒,局扇安装在三车场向里100米处。
二、掘进工作面风量计算:
①按瓦斯涌出量计算
Q炮掘=100×q×K
=100×0.13×1.5
=19.5m3/min
式中:
Q炮掘——掘进工作面实际所需风量,m3/min;
q——掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量,0.13m3/min;
K——掘进工作面瓦斯涌出不均通风匀系数,取1.5;
100——按掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1%的换算系数。
②按二氧化碳按涌出量计算
Q炮掘=67×q×K
=67×0.19×1.25
=15.91m3/min
式中:
q——掘进工作面回风巷风流中绝对二氧化碳涌出量0.19m3/min;
K——掘进工作面二氧化碳涌出不均通风匀系数,取1.25;
67——按掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5%的换算系数。
按上述条件计算的最大值,确定局部通风机吸风量。
③按炸药量计算:
Q=10A(m3/min)
式中A—掘进工作面1次爆破所用的最大炸药量,取6kg。
Qhfi=10×6=60m3/min
④按局部通风机实际吸风量计算
Q炮掘=Qa×I+60×0.25Sa
=60+60×0.25×12.96
=254.4m3/min
Qa——局部通风机实际吸风量,m3/min;
Sa——局部通风机安装地点到回风口的巷道最大断面积,㎡;
0.25——有瓦斯涌出的煤巷允许的最低风速,m/s;
I——掘进工作面同时通风的局部通风机台数。
⑤按工作面人员数量验算
Q炮掘≥4NC≥4×20≥80m3/min
式中:
NC——掘进工作面同时工作的最多人数,人;
4——每人需风量,m3/min。
⑥按风速进行验算
a)验算最小风量
Q炮掘≥60×0.25S
Q炮掘≥194.9m3/min
b)验算最大风量
Q炮掘≤60×4S
Q采≤3110m3/min
即:
194.9m3/min≤Q炮掘≤3110m3/min;
式中:
S——掘进工作面巷道的断面,S取12.96m2
按上述条件计算的最大值,确定局部通风机吸风量。
根据上述计算,091103切眼掘进工作面实际需要风量取最大值为60m³/min
第二节压风系统
压风:
空压机及其安全装置:
SAH160(两台)单台额定最大排气量为27.0m3/min,额定排气压力为0.80Mpa,功率160.00kW,工作方式为一台工作,一台备用。
为了保证空压机的安全,配备了空压机自动保护装置,能实现自动报警和自动停机。
压风管路:
主管φ159×4.5无缝钢管,分管φ108×4无缝钢管。
经储气罐通过压风管路通向第三中部车场。
压风支管路为φ108×4mm的无缝钢管,每50米留设一组三通,通至掘进迎头工作面。
压风管路及压风自救系统
091103切眼下部安设一组ZYJ(C)矿用压风自救供水施救装置,可供有10个压风自救面具,能满足工作面自救需求。
管路路线:
管路铺设由地面压风房→副井→三车场→091103运输石门→091103运输顺槽→切眼掘进工作面,压风管随工作面的移动而移动。
第三节防尘系统
防尘洒水水源取处地面500m3清水池,采用静压供水方式,消防洒水管路采用φ159mm无缝钢管,沿副斜井敷设,每50米设三通一个,迎头外设喷雾。
在迎头外6~20m内安设爆破净化喷雾。
距迎头50m内设一道能封闭全断面的常开水幕,掘进迎头的回风口混合风流20m范围内设一道能封闭全断面的常开水幕。
采用湿式打眼,放炮使用水炮泥,爆破喷雾、扒装洒水,冲刷岩帮,净化风流等综合防尘措施。
防尘供水系统:
地面蓄水池→副井→三车场→091103运输石门→091103切眼。
(防尘用水直接从压力水管中接出)在放炮前后必须进行洒水降尘,防尘水管随工作面的移动而向前移动。
第四节防灭火
施工防火的重点是预防设备、机械(运输车辆等)摩擦生热、缆线和人为火灾。
要有备用的沙子、岩粉便于直接灭火。
控制风流、调节风流控制火势蔓延。
施工防火水源来自地面供水系统,电气设备着火时,先切断供电电源,再使用灭火器灭火。
1、巷道采用不燃性材料支护。
如发生冒顶,冒顶处必须用不燃性材料充填密实。
2、工作面50米内安设净化水幕,水幕能覆盖全断面、雾化效果满足要求。
3、巷道内出现盲巷应及时密闭,密闭质量符合,要求。
4、加强机电设备管理,各种设备杜绝失爆,电缆采用阻燃电缆,配电点用不燃性材料支护。
5、严禁携带烟火下井,严禁在井下拆卸矿灯,掘进巷道内严禁电气焊工作,如必须使用电气焊时,必须制订电气焊措施。
6、工作面使用的润滑油、棉纱、布头和纸屑等必须存放在带盖的铁桶内,并由专人定期送到地面处理,不得乱扔乱放,严禁将剩油、废油泼洒在井巷或硐室内,工作面严禁存放汽油、煤油和变压器油。
7、工作面人员必须熟悉本职工作区域内灭火器材的存放地点和使用方法。
8、工作面发生自燃征兆时,必须迅速撤离受灾区威胁地点的人员,并汇报处理,发生自燃事故必须由救护队处理,必须保持独头巷道的原状,并采取防止瓦斯、煤尘事故和人员中毒的安全措施,在处理过程中必须指定专人检查氧气、瓦斯、一氧化碳、煤尘及其它有害气体和风流、风量的变化。
第五节安全监测系统
1、监控系统型号:
KJ70N型煤矿安全监控系统
2、系统设备数量、位置:
施工迎头安设一组(一氧化碳、瓦斯),风筒风量传感器;回风安设一组(一氧化碳、瓦斯、温度、粉尘传感器),监控线路经091103运输顺槽左帮敷设;
3、控制区域:
091103切眼内瓦斯传感器显示瓦斯浓度≥1.0%时,分站所带断电执行器断091103切眼内全部非本质安全型电气设备全部断电。
①工作面和回风流中瓦斯传感器:
瓦斯浓度达到≥1.0%时报警,达到≥1.5%时断电,复电浓度<1.0%,其范围是工作面及回风巷内全部非本质安全型电器设备。
②甲烷、一氧化碳、温度传感器应垂直悬挂在巷道上方风流稳定的位置,距顶板(顶梁)不得大于300mm,距巷道侧壁不得小于200mm,并应安装维护方便,不影响行人和行车。
③当瓦斯超限或监控系统报警时,要按规定安排撤人,并及时查明原因,进行处理。
4、在工作面回风巷内安设两台CO检测仪监测回风流中一氧化碳的含量,当CO浓度≥24PPM时,实现报警功能,及时汇报调度室、通防部,当即查明原因进行处理。
5、安全监控设备的日常维护
①安全监测探头由矿机电部负责安装维护,掘进队负责使用管理,探头要妥善保护,由施工单位随工作面掘进移至规定距离。
②传感器必须挂牌管理。
安全监测路线:
由地面主机监控室→副井→三车场→091103运输石门→091103运输顺槽→091103切眼安设甲烷传感器、一氧化碳传感器,传感器随着工作面的变动而移动。
第六节供电系统
工作面设备配备表
序号
设备名称
规格型号
台数
备注
1
绞车
JD-1
1
11.4KW
2
绞车
JD-4
1
55KW
3
绞车
JD-1
1
11.4KW
4
皮带机
DSJ-80-2*75
2
150KW
5
陶瓷溜槽
50*150
90
6
局部通风机
FBDY-N0.6.3
1
2×22KW
7
局部通风机(备用)
FBDY-N0.6.3
1
2×22KW
8
真空启动器
QBZ-2*80/660
1
风机
9
可逆真空启动器
QBZ-80N
4
绞车
10
馈电开关
KBZ-400
2
掘进
11
真空启动器
QBZ-80
2
绞车水泵等
12
潜水泵
BQW12-120/9.2
1
13
干式变
KBSGZY-500/10
1
1140V
14
真空软启动器
QJR315/1140V
2
控制胶带机
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