中国平煤神马梨园矿长虹公司下延采区工作面设计说明书.doc

梨园矿长虹公司二121010（上）工作面设计说明书 zgpmsmlyk-chxy-14-01(梨园长虹公司下延采区2014年第1个设计工作面)中国平煤神马梨园矿长虹公司下延采区工作面设计说明书 名 称： 二121010（上）工作面设计说明书 编制单位： 长虹公司生产技术部 编制日期： 2014-03-15 长 虹 公 司 设 计 说 明 书 审 批 表单 位姓 名日 期意 见编 制 监控中心安全检查部机电运输部通风防突部开拓掘进部生产技术部生产调度室防突副总工程师 通风副总工程师机电副总经理开拓副总经理安全副总经理生产副总经理总工程师 总经理意 见:梨园矿设计说明书会审签字表单 位姓 名日 期意 见单 位姓 名日 期意 见开拓科监控中心安检科安全副总通风科通风副总机电科机电副总地测科地测副总调度室生产副总总办室总工程师会审意见：会审意见目 录第一章 工作面概况及危险源分析5第一节 工作面概况5第二节 危险源分析、巷道布置及采掘工艺8第二章 工作面各生产系统设计14第一节 采面运输系统设计14第二节 通风系统设计15第三节 供电系统设计35第四节 供水及综合防尘系统设计43第五节 排水系统设计44第六节 通讯系统设计45第七节 监测、监控和人员定位系统设计45第八节 防灭火系统设计55第九节 压风自救系统设计55 第十节 紧急避险系统设计_57第十一节 照明系统_ 63第三章 防突专项设计_64第四章 水害防治专项设计71第五章 注意事项及主要安全技术措施73第一部分 掘进安全技术措施73第二部分 采煤安全技术措施85第一章 工作面概况及危险源分析第一节 工作面概况一、采面概况二121010（上）工作面位于下延采区，该工作面南临二1-11160工作面采空区，西临下延采区运输下山，西临西翼下山采区，北临二1-21010（上）工作面，对应地面上无建筑物及水体，全部为荒地。二1-21010（上）工作面开采标高为48-11m，对应地表标高+474+440m。本工作面为走向长壁后退式工作面，工作面可采走向长为250m，切眼长210m，斜面积为60175m2，储量20.6万吨。本工作面煤层走向为4945，平均倾角19,煤层平均厚度2.5m。(1)二1-21010（上）工作面设计总长861m。其中：二1-21010（上）风巷运输联络巷111m，二1-21010（上）风巷专回30m，二1-21010（上）风巷外段85m，二1-21010（上）风巷里段425m，二1-21010（上）切眼风210m。（1）施工顺序二1-21010（上）风巷运输联络巷外段二1-21010（上）风巷专回二1-21010（上）风巷运输联络巷里段二1-21010（上）风巷外段二1-21010（上）风巷里段 二1-21010（上）切眼二1-21010（上）风巷里段 二1-21010（上）风巷运输联络巷开口位置在东11处，方位角4630，平巷施工20米；后转方位角17123，施工30米，做21010（上）风巷专回，与联络巷贯通；21010（上）风巷运输联络巷在施工11米后转方位角12944,坡度21，工程量80米，与21010（上）风巷外段贯通；转方位角23030，坡度-26，施工70米后转方位角2145，平巷施工15米后与第二中车场贯通。二1-21010（上）风巷（1）里段，设计方位角5030，工程量150m。二1-21010（上）风巷（2）里段，设计方位角12201，工程量95m。二1-21010（上）风巷（3）里段，设计方位角5001，工程量185m，至切眼位置。二1-21010（上）切眼，设计方位角14001，工程量210m，与二1-21010（上）风巷贯通。二、煤层及顶底板情况该采面内共有2个地质钻孔（1103孔、1102孔、），根据2个钻孔资料分析，和二111160工作面机风巷揭露分析，该采面二1煤层平均厚度为2.5m，煤层倾角20左右。 二1煤层顶板为砂岩和砂质泥岩，二1煤层底板为砂质泥岩、泥岩。下距一7煤层间距为25米左右,一7煤顶板为灰岩，底板为泥岩、粉砂岩。第二节 危险源分析、巷道布置及采掘工艺一、危险源分析 （一）瓦斯 本矿井属于瓦斯突出矿井，瓦斯相对涌出量6.37m3/t，绝对涌出量16.4m3/ min。（2011年矿井瓦斯等级鉴定结果) （二）煤尘及煤的自燃性 在掘进及回采过程中的诸多环节都会产生煤尘，爆炸性指数为20.19%，掘进产生的煤尘可通过综合防尘措施进行防治。除尘水源来自地面的净化水厂。供水管路分别用150mm和100mm铁管地面经副井接至井下各个用水地点，大巷每百米设三通一个。其它巷道每50m设三通一个。工作面内设防尘水幕，爆破时能自动喷雾，施工人员自觉佩戴防尘口罩等。根据长虹公司煤层自燃发火倾向性鉴定结果，本井二1煤层为类不易自燃煤层。 （三）水害1、寒武系灰岩含水层由张夏组鲕状灰岩和崮山组白云质灰岩组成。岩性比较稳定，揭露厚度261.50m，该层中见有溶沟、溶槽和蜂窝状的溶孔或溶洞等溶蚀现象。岩溶发育的程度，不仅与岩性有关，而且也受构造控制，从而造成了岩溶发育的不均一性和形态的多样性。2、太原组下段灰岩含水层由l1l4灰岩组成，中夹薄层泥岩、砂质泥岩、砂岩及薄煤23层。灰岩厚度一般为4.00m左右。l1灰岩较发育，层位亦较稳定。该层在区内均被第四纪残、坡积物所覆盖，出露条件不佳，分布零星。岩溶裂隙发育较差，且被方解石充填。地表见有溶蚀现象。钻孔简易水文地质观测结果，未发现漏水。该层顶部至二1煤层底板间距，一般约35m。其中夹有二个较稳定的隔水层，正常情况下，该层地下水不能进入二1煤层矿床。属间接充水含水层3、石炭系太原组上段灰岩含水层由l6l8灰岩组成。其中l6和l7灰岩较发育，层位亦较稳定。该层距二1煤底板一般2025m。为二1煤开采直接充水含水层。4、二叠系山西组砂岩含水层由山西组二1煤顶板中粗粒砂岩组成。此层属二1煤直接顶板或有薄层伪顶相隔，因此地下水可直接进入二1煤矿床，为二1煤顶板直接充水含水层。（四）矿压该采面采深451米，巷道所受压力为矿山静压，压力不大。（五）地质构造根据河南省地质物探测量队三维地震资料，二1-21010（上）工作面无断层出现，但是在回采的过程中穿过二111160采空区，应该制定专项防瓦斯和防治老空水专项措施。二、巷道布置及掘进工艺(一)设计巷道有： (1)二1-21010（上）工作面设计总长861m。其中：二1-21010（上）风巷运输联络巷111m，二1-21010（上）风巷专回30m，二1-21010（上）风巷外段85m，二1-21010（上）风巷里段425m，二1-21010（上）切眼风210m。掘进方法二1-21010（上）风巷外段，风巷专回、是岩巷；二1-21010（上）风巷（2）里段100m，切眼中部110m，是沿二111160采空区掘进；其余为煤巷，二1-21010（上）风巷、切眼按设计方位沿二1煤层施工。掘进工艺： 所有巷道均采用炮掘掘进工艺。（1）落煤方式：煤、岩钻打眼爆破。（2）运输方法： 运煤路线 1） 二1-21010（上）风巷运煤路线： 二1-21010（上）风巷二1-21010（上）风巷联络巷二1-21040机巷溜煤眼运输下山新建主斜井地面。 2） 二1-21010（上）切眼运煤路线： 二1-21010（上）切眼二1-21010原风巷二1-21040机巷溜煤眼运输下山新建主斜井地面。（三）主要巷道支护形式说明：根据二1-21010（上）采面风量要求、二1煤层顶板特性、设备安装及安全生产的需要，二121010（上）风巷道规格为：上宽2.8m，下宽4.0m，中高2.4m，棚距0.7m（中见中），对棚支护，柱窝不小于0.1m，将顶8根不小于5cm的川杆配钢网背紧背实，顶帮钢网用10cm用铁丝绑紧扭结；二121010（上）切眼巷道规格为：上宽2.8m，下宽3.8m，中高2.0m，棚距0.6m（中见中），单棚支护，柱窝不小于0.1m，将顶8根不小于5cm的川杆配钢网背紧背实，顶帮钢网用10cm用铁丝绑紧扭结。 二121010（上）风巷断面图 （1：50）二112000切眼断面图 （1：50）二121010（上）风巷外段眼断面图 （1：50） 三、 回采工艺采煤方法：二1-21010（上）(上）采面采用走向长壁后退式炮采采煤工艺，全部垮落法管理顶板，采用zh1600/16/24zl型顶梁组合悬移液压支架。（1）落煤方法人工打眼，装药爆破。（2）装煤人工装入输送机。（3）运煤采面采用sgw40t型输送机，机巷使用dsj65/15/30型胶带输送机运煤。（4）移架采面分段采通后，由机头向机尾顺序开始移架，移架前先收回翻转梁，移架时先收后柱使其脱离浮煤或浮矸，再降前柱使顶梁可移动时立即停止。移动顶梁和后柱，使支架移至规定步距。（5）推移输送机推移输送机由支架推移千斤顶来完成，以支架为支点，推移输送机至煤墙，推输送机与移架距离保持在15m，刮板输送机的弯曲段长度不小于15m。第二章 工作面各生产系统设计第一节 采面运输系统设计1、工作面生产能力根据采面设备能力，以及采面地质条件和运输能力，预测采面生产能力每天推进1.6米，即：日产量q日=1.62102.51.37=1150吨。月产量q月=115030=34500吨年产量q年=3450012=414000吨2、采面主运输系统：工作面采用两部sgb420/40s型刮板运输机运煤，运送能力130t/h。机巷采用两部dtl65/28/230胶带输送机运输，技术参数：最小运量q280t/h，带速v1.7m/s，n60kw，最大运距400m。机巷胶带运输机能力验算：q=16q330=28016330=134万t采面生产能力22.8万t/a。1.11041.1104工作面输送机能力满足生产要求。3、采区主运输系统二1-21010（上）运输上山：带式输送机1部，型号dtl65/28/230；技术参数：运量q280t/h，带速v1.7m/s，n60kw，运距150m。入仓采用一部sgb420/40s型刮板运输机。4、出煤系统二1-21010（上）采面二1-21010（上）原风巷二1-21040机巷溜煤眼下延采区运输上山皮带新建主井地面。5、辅助运输系统辅助运输主要采用jd11.4型调度绞车和jd25型调度绞车对拉，相邻绞车分别靠巷道两帮布置，中对中相错10m。绞车窝尺寸必须保证绞车安装后有1.2m2的操作空间；绞车最突出部位与巷帮的距离不小于250mm，与轨道不小于500mm。斜巷运输按煤矿安全规程规定完善一坡三挡、信号硐室等安全设施。辅助运输系统：地面副井下延采区轨道下山第二部中车场二1-21010（上）风巷采煤工作面。第二节 通风系统设计二1-21010（上）风巷专回、车场及风巷外段灯三个岩巷配风量122.4m3/min，二1-21010（上）风巷和切眼配风量156m3/min，二1-21010（上）上回采工作面配风量505m3/min，具体计算如下：一、二1-21010（上）风巷专回、风巷外段及风巷车场等三个开拓工作面通风设计二1-21010（上）风巷专回、风巷外段及风巷车场三个开拓工作面一共125米，其中风巷专回30米，风巷外段70米，风巷车场15米，巷道层位均为二1煤底板，岩巷施工，工字钢支护。开拓工作面实际需风量，应按瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、同时工作的人数、爆破后产生的有害气体量以及局部通风机的实际吸入风量等规定分别进行计算，然后取其中最大值。（一）按照瓦斯涌出量计算（抽采瓦斯的矿井，应按抽采瓦斯后煤层的瓦斯涌出量计算风量）q掘 = 125q掘k掘通 =1250.11.5=18.75(m3min)式中：q掘 单个掘进工作面需风量，m3min；q掘 掘进工作面回风流中瓦斯的绝对涌出量，m3min；k掘通 瓦斯涌出不均衡通风系数(正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值)。（二）按二氧化碳的涌出量计算q掘 = 67q掘k掘通 =670.61.5=60.3(m3min)式中：q掘 单个掘进工作面需风量，m3min；67按掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过0.6的换算系数。q掘掘进工作面回风流中二氧化碳的绝对涌出量，m3min；k掘通二氧化碳涌出不均衡通风系数(正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对二氧化碳涌出量与月平均日二氧化碳绝对涌出量的比值)。（三）按炸药量计算1、 三级煤矿许用乳化炸药q掘10a=105.2=52m3min)式中：a 掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，kg。（四）按交接班时工作人员数量计算q掘4n=4132=104 (m3min)；式中：n 掘进工作面同时工作的最多人数；4 每人供风4m3/min。按上述条件计算的最大值为104m3min，但这个风量不能满足巷道内最低风速要求，故按最低风速计算的风量122.4m3min确定为工作面的实际需风量（风筒末端出风量）。 （五）按风速进行验算： 验算最小风量:有瓦斯涌出的岩巷、半煤岩巷和煤巷：q掘600.25s掘=600.258.16=122.4m3min 验算最大风量q掘604.0s掘=6048.16=1958.4式中：s掘 掘进工作面巷道的净断面积，m2。（六）按掘进工作面的需风量计算局部通风机实际吸入风量：=（100122.4）100-（3500.1）=188.4q扇局部通风机实际吸入风量, m3/min；q掘单个掘进工作面需风量（风筒末端出风量），m3min；q100风筒的百米漏风率，%；l风筒全长（通风距离），m。 柔性风筒的百米漏风率按下表取值。通风距离l(m)2002005005001000100020002000100(%)10-155-10321.5（七）按照服务掘进工作面的局部通风机实际吸入风量计算掘进巷道全风压供风量。对于在一处巷道安装多组局部通风机供风的，或局部通风机安装在进风巷道中供风的，通常只考虑计算一次满足处于新风段掘进巷道最低风速的风量。沿岩巷施工：q掘=q扇ii+600.15s=188.41+108=296.4(m3/min)式中：q扇 局部通风机实际吸入风量,m3/min；ii 掘进工作面同时通风的局部通风机台数；0.15 无瓦斯涌出岩巷的允许最低风速，m/s；0.25 有瓦斯涌出的岩巷，半煤岩巷和煤巷允许的最低风速，m/s；s 局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，12m2。局扇安设位置为下延采区轨道下山一车场内，巷内全负压供风量为2700 m3/min。经过风速验算，故选用fbd6.0/222kw配600对旋式风机供风满足使用需要，q吸390m3/min，供风距离350米，考虑10%漏风系数，结合以上计算最大值（122.4m3/min），开拓工作面实际风量可达到277m3/min。二、二1-21010（上）（上）风巷掘进工作面通风设计二1-21010（上）（上）风巷全长430米，巷道沿二1煤层施工，3*2.6工字钢支护。掘进工作面实际需风量，应按瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、同时工作的人数、爆破后产生的有害气体量以及局部通风机的实际吸入风量等规定分别进行计算，然后取其中最大值。（一）按照瓦斯涌出量计算（抽采瓦斯的矿井，应按抽采瓦斯后煤层的瓦斯涌出量计算风量）q掘 = 125q掘k掘通 =1250.781.6=156(m3min)式中：q掘 单个掘进工作面需风量，m3min；q掘 掘进工作面回风流中瓦斯的绝对涌出量，m3min；k掘通 瓦斯涌出不均衡通风系数(正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值)。（二）按二氧化碳的涌出量计算q掘 = 67q掘k掘通 =670.61.5=60.3(m3min)式中：q掘 单个掘进工作面需风量，m3min；67按掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过0.6的换算系数。q掘掘进工作面回风流中二氧化碳的绝对涌出量，m3min；k掘通二氧化碳涌出不均衡通风系数(正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对二氧化碳涌出量与月平均日二氧化碳绝对涌出量的比值)。（三）按炸药量计算1、 三级煤矿许用乳化炸药q掘10a=105.2=52m3min)式中：a 掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，kg。（四）按交接班时工作人员数量计算q掘4n=4132=104 (m3min)；式中：n 掘进工作面同时工作的最多人数；4 每人供风4m3/min。按上述条件计算的最大值为156m3min，确定为工作面的实际需风量（风筒末端出风量）。 （五）按风速进行验算： 验算最小风量:有瓦斯涌出的岩巷、半煤岩巷和煤巷：q掘600.25s掘=600.258.16=122.4m3min 验算最大风量q掘604.0s掘=6048.16=1958.4式中：s掘 掘进工作面巷道的净断面积，m2。（六）按掘进工作面的需风量计算局部通风机实际吸入风量：=（100156）100-（7000.02）=181.4q扇局部通风机实际吸入风量, m3/min；q掘单个掘进工作面需风量（风筒末端出风量），m3min；q100风筒的百米漏风率，%；l风筒全长（通风距离），m。 柔性风筒的百米漏风率按下表取值。通风距离l(m)2002005005001000100020002000100(%)10-155-10321.5（七）按照服务掘进工作面的局部通风机实际吸入风量计算掘进巷道全风压供风量。对于在一处巷道安装多组局部通风机供风的，或局部通风机安装在进风巷道中供风的，通常只考虑计算一次满足处于新风段掘进巷道最低风速的风量。岩巷：q掘=q扇ii+600.15s=181.41+108=289.4(m3/min)式中：q扇 局部通风机实际吸入风量,m3/min；ii 掘进工作面同时通风的局部通风机台数；0.15 无瓦斯涌出岩巷的允许最低风速，m/s；0.25 有瓦斯涌出的岩巷，半煤岩巷和煤巷允许的最低风速，m/s；s 局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，12m2。局扇安设位置为下延采区轨道下山一车场内，巷内全负压供风量为2700 m3/min。经过风速验算，故选用fbd6.0/222kw对旋式风机配600mm风筒供风满足使用需要，q吸390m3/min，供风距离700米，考虑2%漏风系数，结合以上计算最大值（156m3/min），掘进工作面实际风量可达到298m3/min。三、二1-21010（上）（上）切眼掘进工作面通风设计二1-21010（上）（上）切眼全长210米，巷道沿二1煤层施工，3*2.2工字钢支护。掘进工作面实际需风量，应按瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、同时工作的人数、爆破后产生的有害气体量以及局部通风机的实际吸入风量等规定分别进行计算，然后取其中最大值。（一）按照瓦斯涌出量计算（抽采瓦斯的矿井，应按抽采瓦斯后煤层的瓦斯涌出量计算风量）q掘 = 125q掘k掘通 =1250.781.6=156(m3min)式中：q掘 单个掘进工作面需风量，m3min；q掘 掘进工作面回风流中瓦斯的绝对涌出量，m3min；k掘通 瓦斯涌出不均衡通风系数(正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值)。（二）按二氧化碳的涌出量计算q掘 = 67q掘k掘通 =670.61.5=60.3(m3min)式中：q掘 单个掘进工作面需风量，m3min；67按掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过0.6的换算系数。q掘掘进工作面回风流中二氧化碳的绝对涌出量，m3min；k掘通二氧化碳涌出不均衡通风系数(正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对二氧化碳涌出量与月平均日二氧化碳绝对涌出量的比值)。（三）按炸药量计算1、 三级煤矿许用乳化炸药q掘10a=105.2=52m3min)式中：a 掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，kg。（四）按交接班时工作人员数量计算q掘4n=4132=104 (m3min)；式中：n 掘进工作面同时工作的最多人数；4 每人供风4m3/min。按上述条件计算的最大值为156m3min，确定为工作面的实际需风量（风筒末端出风量）。 （五）按风速进行验算： 验算最小风量:有瓦斯涌出的岩巷、半煤岩巷和煤巷：q掘600.25s掘=600.258.16=122.4m3min 验算最大风量q掘604.0s掘=6048.16=1958.4式中：s掘 掘进工作面巷道的净断面积，m2。（六）按掘进工作面的需风量计算局部通风机实际吸入风量：=（100156）100-（7000.02）=181.4q扇局部通风机实际吸入风量, m3/min；q掘单个掘进工作面需风量（风筒末端出风量），m3min；q100风筒的百米漏风率，%；l风筒全长（通风距离），m。 柔性风筒的百米漏风率按下表取值。 通风距离l(m) 200 2005005001000100020002000100(%) 10-155-10321.5（七）按照服务掘进工作面的局部通风机实际吸入风量计算掘进巷道全风压供风量。对于在一处巷道安装多组局部通风机供风的，或局部通风机安装在进风巷道中供风的，通常只考虑计算一次满足处于新风段掘进巷道最低风速的风量。岩巷：q掘=q扇ii+600.15s=181.41+108=289.4(m3/min)式中：q扇 局部通风机实际吸入风量,m3/min；ii 掘进工作面同时通风的局部通风机台数；0.15 无瓦斯涌出岩巷的允许最低风速，m/s；0.25 有瓦斯涌出的岩巷，半煤岩巷和煤巷允许的最低风速，m/s；s 局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，12m2。局扇安设位置为下延采区轨道下山一车场内，巷内全负压供风量为2700 m3/min。经过风速验算，故选用fbd6.3/230kw对旋式风机配800mm风筒供风满足使用需要，q吸390m3/min，供风距离900米，考虑2%漏风系数，结合以上计算最大值（156m3/min），掘进工作面实际风量可达到372m3/min。 四、二1-21010（上）（上）回采工作面通风设计4.2.1 通风系统设计经计算，二1-21010（上）（上）回采工作面需风量为505m3/min。具体计算如下：4.2.2 二1-21010（上）（上）回采工作面需风量计算1、按采煤工作面绝对瓦斯涌出量计算 q采=125q瓦采k采通=1251.02.0=250m3/min 式中：q采二1-21010（上）（上）回采工作面实际需要风量（m3/min）q瓦采1m3/min，临近二1-11160采面最大绝对瓦斯涌出月份2009年3月瓦斯绝对涌出量k采通采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数。炮采工作面k采通=1.4-2.0，取2.0。2、按劳动气象条件计算二1-21010（上）（上）回采工作面平均温度为22c,采高为2.0m，需风量为： q采= 6070%sv采k采高k采面长 (m3min) q采=6070%6.01.31.11.4=505m3/min 式中: q采 采煤工作面需风量,m3min；s 采煤工作面的平均有效断面积，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算，m2；v采 采煤工作面的风速，按采煤工作面风流的温度从表3 中选取，m/s；k采高 采煤工作面采高调整系数，具体取值见表1；k采面长 采煤工作面长度调整系数，具体取值见表2；70% 有效通风断面系数；60 为单位换算产生的系数。表1 k采高回采工作面采高调整系数采 高（m）2.02.02.52.5以上或放顶煤系数(k采高)1.01.11.2表2 k采面长 回采工作面长度调整系数 回采工作面长度(m)180长度调整系数(k采面长)0.91.01.11.21.31.4表3 v采回采工作面气温与对应适宜风速回采工作面空气温度/0c采煤工作面风速 v采（m/s）1.5 满足要求2）、副风机电流整定1、高爆型号：bgp49-150/6，该高爆开关控制中央变电所动变容量p=315kva，高爆开关额定电流为150a，总负荷60kw。过载整定1）、过载整定值：iz=ie=600.12/150=0.05 过载整定为0.2倍2）、短路值整定：idg=iqe+ie=600.126+0.121=43.3a31.8/150=0.28倍 短路整定取最低值1.6倍2、馈电开关整定计算 型号为kbz-200 1）过载整定：根据公式：iz=ie=1.15p =601.15=69a取0.5倍。 2）短路整定：根据公式 idiqe+kxie=350a3、副风机开关型号为qbz-120，风机功率为2*30kw整定计算：iz=ie=1.1560=70a 4、效验灵敏度：查表得电缆换算长度为14m， 查表得最远点短路电流id(2)=3484a 因此k= id(2)/ iz2=3484/350=9.951.5 满足要求2）、生产线路电流整定1、高爆型号：pbg-150/6，高爆开关额定电流为150a，总负荷500kw。过载整定1）、过载整定值：iz=ie=5000.12/150=0.4 过载整定为0.4倍2）、短路值整定：idg=iqe+ie=920.126+0.12345=107.6a107.6/150=0.7倍 短路整定取最低值1.6倍2、馈电开关整定计算 型号为kbz-500 1）过载整定：根据公式：iz=ie=1.15p =5001.15=575a取1倍。 2）短路整定：根据公式 idiqe+kxie=1004a3、1#溜子开关型号为：qbz-200/660，功率为：40kw整定计算：iz=ie=1.1540=46a 4、2#溜子开关型号为：qbz-200/660，功率为：40kw整定计算：iz=ie=1.1540=46a 5、3#溜子开关型号为：qbz-200/660，功率为：40kw整定计算：iz=ie=1.1540=46a 6、1#皮带开关型号为：qbz-120，皮带功率为：2*30kw整定计算：iz=ie=1.1560=69a7、2#皮带开关型号为：qbz-120，皮带功率为：2*30kw整定计算：iz=ie=1.1560=69a5、4#溜子开关型号为：qbz-200/660，功率为：80kw整定计算：iz=ie=1.1580=92a 5、5#溜子开关型号为：qbz-200/660，功率为：80kw整定计算：iz=ie=1.1580=92a 6、1#水泵开关型号为：qbz-80，水泵功率为：13kw整定计算：iz=ie=1.1513=15a7、2#水泵开关型号为：qbz-80，水泵功率为：13kw整定计算：iz=ie=1.1513=15a8、3#水泵开关型号为：qbz-80，水泵功率为：13kw整定计算：iz=ie=1.1513=15a9、1#调度绞车开关型号为：qbz-80/660n，调度绞车功率为：11.4kw整定计算：iz=ie=1.1511.4=13a10、2#调度绞车开关型号为：qbz-80/660n，调度绞车功率为：11.4kw整定计算：iz=ie=1.1511.4=13a11、效验灵敏度：查表得电缆换算长度为430m， 查表得最远点短路电流id(2)=1569a 因此k= id(2)/ iz2=1569/566=2.71.5 满足要求五、所有入井电气设备必须按煤矿安全规程规定，即所用开关、电机等都要符合防爆要求，电缆必须采用煤矿井下专用阻燃型电缆；所有开关、电缆等电气设备选型必须符合设计要求。在安装完后，由调度室牵头组织机运部、安检部等有关部室统一验收，合格后方可正式投入使用。六、对供电要求井下供电必须做到“三无”、 “四有”、“两齐”、“三全”、“三坚持”。井下供电三大保护、照明信号、煤电钻综合保护、局扇风电闭锁、电动机综合保护等，必须保持性能完好。继电保护整定，保险丝的选择必须合格，不允许甩掉任何设备的保护装置，严禁用铜、铁、铝丝代替保险丝。电缆必须按照煤矿安全规程规定进行吊挂，电缆连接严禁出现“鸡爪子、羊尾巴、明接头”及破损漏电现象。电气设备在安装验收时，必须按规程和防爆细则要求严格检查其防爆性能，保证其完好合格，并上架上板。七、防爆管理坚持“谁使用，谁管理，谁负电气防爆直接安全责任”的原则。机运部负责采区防爆检查，该采区配一名专职防爆检查员，机运部防爆检查员按照对采区电气设备每周进行巡查，对瓦斯高突区每周检查不得少于三次，低瓦斯区每周检查不得小于一次。在检查中发现失爆或重大问题时，必须责令被检查单位当场处理，检查人员要现场盯住，对查出的问题若当时处理不了，可通知有关单位采取临时措施，失爆的设备严禁送电运行。机电防爆的业务管理，每月组织召开一次防爆工作专题会，学习贯彻上级及本公司有关文件规程和规定，落实防爆检查情况，协调各生产单位电气防爆现场管理工作，研究解决存在的问题。各生产科（区）负责本系统电气防爆安全管理，落实现场防爆检查。各生产队队长负责本单位的防爆管理工作，分管机电的副队长（或兼职）具体负责，明确专职防爆电工兼职防爆电工的责任做到制度落实，人员落实，责任落实。各施工单位专兼职防爆电工按照分工，每班对设备进行巡查，对查出的问题认真落实处理，并做好记录。对于检查中发现的电气失爆按“四不放过”的原则，由机运部牵头安检部、主管业务部室（区）及失爆单位参加进行认真追查，按照中平能化集团严格安全事故责任追究的若干规定、安全生产现场管理和隐患排查整改及责任追究规定处理。二1-21010（上）风巷供电系统图。（如下图所示）第四节 供水及综合防尘系统设计一、供水线路通过两巷供水管路，供给液压泵站、输送机冷却系统及洒水喷雾灭尘系统等用水点。地面消防水池 副井 下延采区轨道下山 第二部中车场21010（上）机巷 地面消防水池 副井 下延采区轨道下山 二1-21010（上）（上）风巷车场二1-21010（上）风巷 二、供水设计1、采面主要用水点：（1）采面、风巷洒水灭尘 q1=1000l/h（2）泵站用水量 q2=24000l/h（3）转载点、架间喷雾 q3=3000l/hq总=（q1+q2+q3）.k=28000l1.0=28000l/h=28m3/h式中k水量备用系数取1.02、供水管径：dp=0.046m=46mm根据该采面液压泵站系统放置机巷，结合计算两巷均铺设一趟75mm管径的供水管路。三、降尘系统1、风巷供水管每50m设一个阀门，供洒水灭尘使用。2、采面每15m设一个架下喷雾降尘。3、采面输送机头、机尾，转载机头各设置一个喷雾。4、转载机头以里5m处设一道净化水幕，风巷距采面煤壁50m、100m处分别设置净化水幕，阀门、喷头灵敏可靠，雾化效果好，打开降尘时应能封闭巷道全断面。5、采煤机安设内外喷雾，割煤时同时打开降尘。6、采面煤壁按要求规定进行煤体浅孔注水。第五节 排水系统设计在掘进期间，根据二1-21010（上）工作面附近巷道涌水量情况，机巷正常涌水量预计12m3/h，最大涌水量按25 m3/h。风巷正常涌水量预计10 m3/h，最大涌水量按20m3/h。机、风巷均选用70-40-13型水泵3台，一备一用一检修，排水管径100mm,分别安装2趟。经下延采区轨道下山排到-200排水系统，转排至+50水平主副井水仓；回采期间，根据相临工作面二1-11160工作面涌水量15 m/h比较,二1-21010（上）回采工作面正常涌水量35m/h,最大涌水量为70 m/h,在机巷所有低洼点做环形水仓，每个容量不小于240 m,选用d85-453型水泵3台，一用一备一检修，二趟直径100mm的排水管路，联网运行，排水能力170 m/h，扬程135米，安装在机巷水仓，涌水量正常时开启一台水泵，一趟管路排水；水量增大时开启两台水泵，两趟管路同时排水。排水泵的电源采用双回路供电，电源来自东区变电所，低压电缆截面35mm。第六节 通讯系统设计一、掘进期间二1-21010（上）采面各掘进巷道均安设有线电话与矿井通讯网，确保井