采区设计说明书.doc

1 第一章第一章 采区概况及地质特征采区概况及地质特征 1-1.1-1.采区概况采区概况 一、采区所处井田位置、采区边界及邻区情况 1、采区所处井田位置及边界 25采区位于告成井田北部，东至 -110m煤层底板等高线，南至补 7、付12606、付12604孔一线附近，西 至-350m煤层底板等高线，北至F7正断层。采区走向长2050m，倾向长670m，上限标高-110m，下限标高 -350m，对应地表标高为287.5m 401.0m，面积1375350m2。 2、邻区情况 （1） 、实见地质及水文地质简述： 首采区(13采区)煤层底板起伏较大，煤厚变化大，断层发育，走向多为北东与北西向。煤层顶 板除部分地段保留原生顶板外，大部分为滑动构造直接压煤，极其破碎。13采区顶板水赋存有一定的 区域性，它与滑动构造产生的裂隙及顶板砂岩的厚度密切相关。13091工作面以南顶板水赋存相对较弱， 对采掘影响不大。13091工作面以北顶板水赋存较丰富。目前#、#顶板疏水巷顶板水总涌水量达到 85m3/h。13151下付巷顶板水涌水量稳定在55 m3/h。虽然这些顶板出水点对13采区北部的顶板水进行 了一定疏放，但是由于目前13采区顶板水总涌水量仍保持在160m3/h，对采掘生产仍存在一定的威胁。 13采区L7-8灰岩水较丰富，且区域差异性很大，在-110运输大巷和-100回风大巷掘进过程中，掘进头涌 水量一般为1020m3/h。-110水平#底板疏水巷与13071工作面材料巷处于一富水地段，在13071工作 面掘进及回采时都曾发生突水，突水量最大达到275m3/h左右。-110水平#底板疏水巷于2001年3月6 日出水后，最大出水量达到810m3/h左右，目前#底板疏水巷已对13采区南部的L7-8灰岩水进行了彻底 疏放，我矿正在施工#底板疏水巷对13采区北部的L7-8灰岩水进行疏放。21采区目前正在开拓，在中 央集中下山掘进时，随着掘进在迎头附近有L7-8灰岩水涌出，总涌水量为20m3/h左右。在我矿卸载坑7# 交叉点及上仓皮带巷机尾硐室施工过程中，因遇一逆断层而揭露L1-4灰岩含水层，发生突水事故，目前 该处L1-4灰岩总涌水量为100m3/h。 （2） 、采掘情况： 东部13采区尚未回采完毕，其中13101、13061工作面正在回采中。南部21采区正在开拓，其它 相邻采区还未开采。 （3） 、自然灾害及其它： 13采区瓦斯局部较大，存在一定的高沼带，但未发生过煤与瓦斯突出和煤层自燃现象。 二、地面情况 1、地形（地貌） 、植被地层出露情况 除靠近付12805、付12802、付12605孔一线发育一山沟外，整体呈现中间高、四周低。全区被黄 土覆盖，有树木、村庄。 2、地面水系 本区地表水系不发育。 3、地面建筑、设施等 地表对应的村庄有：孟家门、晋家门、孙家沟等。 4、采掘影响及破坏程度 采掘将造成地面塌陷或产生裂隙，影响以上村庄，使房屋受到一定程度的破坏。 1-2.1-2.采区地质特征采区地质特征 一、地质构造 根据本采区内和周边钻孔资料、煤层底板等高线形态及相邻采区地质资料综合分析：本采区煤层 底板起伏变化大，整体呈一轴向近东西向的宽缓背斜构造，其南翼煤底板产状为 303012.5026.50， 北翼煤底板产状为 315017030.00。 1、滑动构造：本采区全部为滑动构造直接压煤。滑动构造不是一个简单的低缓倾角正断层，而是 在区域构造控制下受重力作用而形成的大型复杂构造，滑动构造破碎带厚度为 19.6864.6m，平均为 36.13m，滑动构造破碎带主要由断层角砾岩与断层泥组成，抗压、抗拉强度低。滑动构造不仅铲蚀二 1煤层顶板，它还在告 F7、告 F21正断层下盘铲蚀二1煤层及其底板部分层位，致使形成薄（无）煤带。 2、断层： （1）FZ13正断层产状为 1500600，H=0-20m，其控制点为钻孔付 12406，见断点深度为 500.60m，落差为 10m， 上盘为一6煤，下盘为 L3灰岩以上，并结合钻孔补6、补7以及大巷揭露层位 控制其方向。靠近 25 采区南部边界，对 25 采区采掘影响不大。 （2）F21正断层产状为 1650450，H=0-21m，由付 12902、13010 两个钻孔控制。 2 付 12902 钻孔：见断点深度为 539.00m，落差为 21m，上盘相当于一6煤层位与下盘 L1灰岩对接。 13010 钻孔：见断点深度为 443.48m，落差为 15m，上盘二1煤层与下盘 L6灰岩对接。该断层下盘 二1煤层及其底板部分层位被滑动构造所铲蚀。 （3）F7正断层产状为 333.503450600，H=0-51m，走向长度达 5 公里。由 25 采区内及其附近的 13103、13206、补8等三个钻孔和其它采区内的 13407、13505、13602、13801 等四个钻孔所控制。本 采区及其附近对该断层的控制点如下。 补8钻孔：该孔终孔深度为 938.17m，终孔层位为 L8灰岩顶部砂质泥岩层位。该孔虽未揭露断点， 但根据煤层底板等高线分析其断点应在终孔附近，落差约为 35 m。 13013 钻孔：见断点深度为 783.87m，落差为 40m，上盘 L9灰岩下的砂质泥岩、粉砂岩与下盘 L4 灰岩对接。 13206 钻孔：该孔 L8灰岩以下层位正常，其以上层位被滑动构造铲蚀，但根据煤层底板等高线分 析，其断点应在 L8灰岩附近，落差约为 45m。 4、应力分析： 从地质力学的角度分析：（1） 、轴向近东西向的褶皱形成于滑动构造之前成煤期后的燕山期，主 要是受南北向挤压应力作用的结果，且在同期中某个时期，由于南北挤压应力较弱而东西挤压应力较 强而形成 FZ13、告 F7、告 F21正断层。 （2） 、在上述南北挤压应力作用下，地层因自身重力形成两期滑 动构造，滑动构造从燕山后期开始，持续到喜山期，应力以重力为主。滑动构造顺煤层软弱面滑动时， 铲蚀煤层特别是铲蚀断层上升盘的煤层，形成三块薄（无）煤带。 二、煤层及煤质特征 本采区主要可采煤层为太原群底部的一1煤和山西组的二1煤，其间距为平均为80.22m 。一1煤厚 为03.29m，平均1.19m，为远景开发煤层，暂不开采。二1煤厚为010.81m，平均5.21m，煤层倾角 12.530.0，平均21.0，为本采区主要开采对象。 根据本采区钻孔资料分析，煤层可采性指数 Km=0.88，煤厚变异系数r=62.6%，煤厚变化大，属 不稳定煤层。 在南北向应力的作用下，受滑动构造的影响，本区煤层厚度变化呈如下规律分布： 1、形成当前呈东西轴向厚薄相间的条带分布。如；薄煤带分布在补6孔补7孔一线附近及付 12803钻孔12802钻孔一线附近。厚煤带分布在12806钻孔付12606钻孔一线附近。 2、在告F7、告F21正断层与滑动构造的共同作用下，告F7、告F21正断层上盘较下盘煤层厚，且断 层下盘形成煤厚小于0.8m的薄（无）煤带。另外受滑动构造的铲蚀，在采区内FZ13正断层下盘补7孔附 近也形成一块薄（无）煤带，因此本采区薄（无）煤带总面积为59460m2。 三、水文地质 1、基本特征：根据相邻13采区和精查地质报告提供的地质、水文地质资料及本采区的钻孔资料 分析认为，对本采区采掘有影响的含水层有：二1煤顶板滑动构造带含水层；L7-8灰岩含水层； L1-4灰岩含水层及O2灰岩含水层。各含水层可以从相邻采区内的各含水层得以补给，并且受到区内构 造的影响而使得各含水层在不同地段含水性、渗透性也各有所不同。 2、充水因素及威胁程度： （1）二1煤层顶板滑动构造带含水层 根据相邻 13 采区采掘情况和精查地质报告及本采区钻孔资料分析，由于受滑动构造影响，全区范 围内煤层顶板全部被滑动构造带所取代。本采区范围内滑动构造带厚度为：59.2134m，平均 94.7m。 滑动构造破碎带处于压紧闭合状态，该含水层的含水性、渗透性及补给条件均不佳。但其含水性、渗 透性区域性差异性较大。由于 13 采区北部特别是靠近-110 水平大巷顶板水较丰富。目前 13 采区 #、#顶板疏水巷顶板水总涌水量达到 85 m3/h。13151 下付巷顶板水涌水量稳定在 55 m3/h。虽然 这些顶板出水点对 13 采区北部的顶板水进行了一定疏放，但是由于目前 13 采区顶板水总涌水量仍保 持在 160 m3/h，比较稳定。因此与此相邻的 25 采区顶板水可能也比较丰富，预计 25 采区在采掘过程 中，局部将会出现顶板淋水、涌水现象，对采掘生产有一定影响。 （2）煤层底板水 根据相邻 13 采区地质、水文地质资料及本采区钻孔资料、抽水试验资料成果分析，本采区 L7-8灰 岩含水层为二1煤底板直接充水含水层，厚度为 6.3414.40m，平均 11.71m。其水压大、含水丰富， 且区域差异性较大。在 25 采区南部浅部 L7-8灰岩水已疏放到-110m 标高。 本采区二1煤层直接底隔水层厚度变化大，较薄处厚 5.10m（付 12902 孔） ，最大厚度为 15.61m， 平均 9.21m。根据计算，对于 L7-8灰岩含水层，25 采区南部深部二1煤层底板安全厚度为 4.726.67m；25 采区北部深部二1煤层底板安全厚度为 6.909.78m，浅部为 5.047.13m。其中二1煤 层直接底变薄地段（付 12807 孔处，其 t理=3.254.57m2450，故值符合要求。 6、皮带强度计算 已知最大张力S7=23727kg 求得安全系数m=B*GX/Smax=1002000/23727=8.437，符合要求。 7、电机功率计算 N=KWOV/102=K（S7-S8）V/102 =1.2(23727-4285) 2/(1020.9)=635(KW) 选用双电机，选取电动机技术参数如下： 型号：YB450S2-4 功率：2355KW 额定电压：6000V 额定转速:1487r/min 8、传动装置的计算与选择 选取主动滚筒直径D=1m 由v=Dn/60i得减速比i=3.14 故选取标准减速比i=31.5 重新计算选择皮带速度 v=Dn/60i= a、按减速器的机械强度功率表选取，计入工况系数SA，考虑安全系数SA 查表知，皮带输送机负荷为强冲击，减速器失效会引起生产线停产。查表得KA=1.5,SA=1.5，计 算功率P2m为: P2m=P2KASA=3551.51.5=799(kw) 要求P2m6.5，符合要求。 5、绞车选择 （1）滚筒直径D 对于安装到井下的绞车，滚筒直径必须满足： D60d=6029=1740(mm) D90=9002.7=2430(mm) 根据以上计算值，滚筒直径选择D=2.5m （2）钢丝绳在滚筒上缠绕的宽度 B=(Lt+Lm+7d)/KcD p(d+) =(1138+30+72.5)/32.558(29+3)=1624(mm) 式中：Lm-钢丝绳试验长度，Lm=30m； Kc-钢丝绳在滚筒上缠绕层数，Kc=3； D-滚筒直径，D=2.5m； D p-钢丝绳在滚筒上缠绕平均直径，Dp=D+（Kc-1）d=2500+(3-1)29=2558(mm) ； -钢丝绳在滚筒上缠绕时钢丝绳间的间隙，=3mm。 选取滚筒宽度为2m。 （3）最大静张力Fz Fz=Qd+Lt*P(sin+f2cos) =6030+11383.581(sin100+0.4cos100)=8343(kg) (4)绞车选择 根据以上计算结果，选用JKY-2.5/2B矿用防爆型液压绞车，D=2.5m，B=2m，V=03.2m/s，钢丝 绳最大静张力F=9000kg。 6、一次提升矸石矿车数量的确定 初步选用串车由4辆1吨矿车组成。 7、提升矸石时参数验算 （1）绳端荷重 Qd=n1(Qz+Qk)(sin+f1cos)=4(1800+600)(sin190+0.01cos190) =3216(kg) MG型固定车厢式矿车规定钩头最大牵引力为6000kg，3216kg6.5，符合要求。 8、计算电动机容量 N=K*Fz*Vmax/102=1.155293.2/(1020.8)=239(KW) 式中：K-备用系数，K=1.1； -油马达的传动效率，=0.8； Vmax-所选绞车的最大速度，Vmax=3.2m/s。 在根据下放或提升液压支架时，计算所需电动机容量，此时取绞车速度V=1m/s。 N=K*Fz*Vmax/102=1.183431/(1020.8)=112(KW) 因N=239KW112KW，故选取电动机技术参数如下： 型号：YB400-4 功率：250KW 额定电压：6000V 9、一次提升矸石持续时间的确定 按照前面所选绞车速度V=03.2m/s, 选定最大速度为3.2 m/s。 (1)初加速阶段 时间：t0=v0/a0=1.5/0.3=5(s) 距离：L0=v0t0/2=1.55/2=3.75(m) 18 (2)等速阶段 距离：L01=LH-L0=25-3.75=21.25(m) 时间：t01=L01/v0=21.25/1.5=14.2(s) (3)加速阶段 时间：t1=(vmax-v0)/a1=(3.2-1.5)/0.5=3.4(s) 距离：L1=(vmax+v0)t1/2=(3.2+1.5) 3.4/2=7.99(m) (4)减速阶段 时间：t=vmax/a3=3.2/0.5=6.4(s) 距离：L=vmaxt3/2=3.26.4/2=10.24(m) (5)等速阶段 距离：L=Lt-LH-L1-L3=1138-25-7.99-10.24=1095(m) 时间：t2=L2/vmax=1095/3.2=342.2(s) (6)甩车场加减速阶段 时间：t=t6=v0/a0=1.5/0.3=5(s) 距离：L4=L6=v0t4/2=1.55/2=3.75(m) (7) 甩车场等速阶段 距离：L=Le-2L4=30-23.75=22.5(m) 时间：t5=L5/v0=22.5/1.5=15(s) (8)每次提升的循环时间 T=2(t0+t01+t1+t2+t3+t4+t5+t6+5+1) =2(5+14.2+3.4+342.2+6.4+5+15+5+5+20)=842(s) 10、提升能力校验 因一次循环提升时间为842s，每班提升时间按6小时，则每班的提升量Q =463600/842=103（车）84车，可以满足25采区的生产要求。故即选用串车由4辆1吨矿车组成。 5-6.5-6.通讯系统通讯系统 一、通讯现状说明 1、交换机容量 我矿现用交换机型号是CDS-DH型数字程控调度机，全机容量共80门。其中有8门中断线，4门座 席，实际可用容量为68门，现平地使用28门，井下使用40门。 2、布线格局 我矿现用生产通讯布线走势大体分两个走向：一是由机房各引出两趟干线经主、付井筒后至井 下，供井下各点使用。其中主井筒引入井下的是30对电缆，在经主井底分线箱后与由付井筒引入井下 的20对电缆在强力皮带巷绕巷口处交汇后又延伸至里面供各点使用（详见通讯系统图1） 。 二、通讯设施改造情况说明 根据25采区采掘工程平面图和各机电设备布置情况，经初步计算，25采区需装设通讯终端设施 地点共有26处。按照“装机容量最大不得超过实际总容量的85%”的规定，实际应需增设线路容量最少 应为30路。根据矿生产技术部提供资料知，25采区和13采区基本上同时开采，所以在25采区开采时， 13采区所用的号源将不能全部回收供21使用。根据目前情况，井下40门号源已不能满足现状需求，所 以在25采区布置时，必须重新从机房至井下再敷设1趟通讯主干线才能满足25采区的使用。 即由机房引出一趟30对的主干通讯线路经付井筒至25采区轨道巷口处设一50对的分线箱（备用 20对，若25采区30对线不够用时，可由原敷设在强力皮带绕巷口处的分线箱引出20对供25采区使用） ， 然后经21轨道巷在21021上车场口处、21031上下车场中间、21061上车场口处各串接设一30对、30对、 20对的分线箱（见通讯系统图2） ，由各分线箱引出数条支线至工作面等地点供其使用。这样井下的可 装机容量由原来的50门提高到80门，可满足目前及以后矿井发展的需要。由于井下容量的增加，原来 使用的交换机容量便不能满足改造后容量的需求，决定由现在的80门容量的交换机增容到120门，以便 满足井上、下生产通讯的需要。 5-7.5-7.矿井现有主要设备能力验算矿井现有主要设备能力验算 一、主井提升 告成矿主井箕斗载重量为8t，目前最多提升斗数为每小时26斗。按日提升20小时，年提升350天 计算，得提升能力AN=82620350=145.6（万吨/年） ，120万吨/年的设计生产能力原煤含矸率按10%计 算，12010%=132（万吨/年） ，145.6万吨/年132万吨/年，故可以满足120万吨/年的设计生产能力需 要。但应想法恢复定量斗系统，使之正常运行，可缩短一次提升循环时间，每小时提升斗数最多可达 到32斗，此时提升能力AN=83220350=179.2（万吨/年） ，可以满足以后增产的需要。 19 二、井下强力皮带运输 告成矿现用强力皮带宽度B=1000mm，带速V=2m/s，皮带倾角=150，皮带强度GX=1250kg/cm， 单位长度质量qd=25.33kg/cm，皮带厚度为19mm。 则强力皮带的输送能力 Q=KB2VC=45812210.9=824（t/h） 式中：-煤的散集容重，=1t/m3; K-煤断面系数，取煤堆积角=300，查表得K=458； C-皮带倾角系数，根据=150，查表得C=0.9。 但按照前面皮带下山计算强力皮带公式，验算得目前主井强力皮带所配2132KW电机，只能满 足每小时500吨煤的输送需要，而25采区运输能力为630t/h7（规定） ，符合要求，电机功率N=329KW。而目 前强力皮带装机容量为2132=264KW，264KW253A，选取KBZ-400/1140作为馈电开关。 630KVA移变乳化液泵站支路运行负荷为125KW，取cos=0.8，则 Ig=P/3Uecos=125/31.140.8=79(A) 。选取50mm2电缆作为支路电缆，其载流量为 173A79A，选取KBZ-200/1140作为馈电开关。 630KVA移变采煤机支路运行负荷为200KW，取cos=0.8,则 Ig=P/3Uecos=200/31.140.8=127(A)。选取70mm2电缆作为支路电缆，其载流量为 215A127A，选取KBZ-400/1140作为馈电开关。 630KVA移变后刮板机、喷雾泵站支路同时运行负荷为250KW， 取cospj=0.8，则 Ig=P/3Uecospj=250/31.140.8=158(A)。选取70mm2电缆作为支路电缆，其载流量为 215A158A，选取KBZ-400/1140作为馈电开关。 500KVA移变转载机、破碎机回路同时运行负荷为242KW，取cospj=0.8，则 Ig=P/3Uecospj=242/31.140.8 =153(A)。选取70mm2电缆作为回路电缆，其载流量为 215A153A，选取KBZ-400/1140作为馈电开关。 C、下付巷皮带2台160KW电机，取cospj=0.8，则Ig =P/3Uecospj=2125/30.660.8=273(A)70mm2电缆载流量215A，1根70mm2电缆不能满足。 决定采用从中部变电所各用1台315KVA变压器，各用1根50mm2电缆、各用1台DW80-350馈电开关来分别 控制皮带的2个电机，载流量为173A273/2=136.5A，电缆长度分别为300m。 （3）21061上、下付巷风机 中部变电所采用2台315KVA风机专用变压器来分别对21061上、下付巷的风机实行双回路供电。 其中，任1台变压器任1回路的负荷均为58KW，取cospj=0.8，则 Ig=P/3Uecospj=242/30.660.8=63(A)。选取25mm2电缆作为干线电缆，其载流量为 113A63A，选取DW80-200作为馈电开关，电缆长度分别为320m和410m。 4、高压电缆的选择 (1)综采面上付巷移变同时运行负荷为1396KW，取cospj=0.8，则电缆工作电流 Ig=P/3Uecospj=1396/360.8=168(A)。选取UGSP-6000 350 矿用监视型屏蔽电缆，长度 为1620m，其载流量为A117A，满足要求。 （2）皮带下山皮带负荷电缆 已知：P=355KW，Ue=6KV，取cos=0.8，则Ig=P/3Uecos =355/360.8=43(A)。选取VV22-6000 325聚氯乙稀绝缘钢带铠装聚氯乙稀护套电力电缆，长 度为30m，其载流量为125A43A，满足要求。 （3）皮带下山皮带进线电缆 因为皮带2台电机同时运行，P=2355=710KW，则 Ig=P/3Uecospj=710/360.8=85(A)。选取YJV22-6000 335高压交联聚乙稀绝缘钢带铠装 聚氯乙稀护套电力电缆2趟，长度为160m，其载流量为150A85A，满足要求。 （4）轨道下山绞车负荷电缆 已知：P=250KW，Ue=6KV ，取cos=0.8，则Ig=P/3Uecos =250/360.8=30(A)。选取VV22-6000 325电缆，长度为40m，其载流量为125A34A，满足要求。 21 （5）轨道下山绞车进线电缆 根据前面所算Ig=34A，选取YJV22-6000 325电缆，长度为150m，其载流量为125A34A，满足 要求。 （6）水泵专用配电点水泵负荷电缆 已知：P=630 KW，Ue=6KV，取cos=0.8，则Ig=P/3Uecos=630/360.8=76 (A)。选取 VV22-6000 325电缆，长度为30m，其载流量为125A76A，满足要求。 （7）水泵专用配电点两进线电缆 按3台水泵同时运行时来选择进线电缆。已知：P =3630=1890KW，取cospj=0.8，则Ig=P/3Uecospj=1890/ 360.8=227(A)。选取YJV22-6000 395电缆，长度为650m，其载流量为260A227A，满足要求。 （8）中部变电所两进线电缆 按最大涌水量时的负荷选择电缆。由中部变电所负荷统计表知，此时的同时运行负荷为 3268.8KW，取cospj=0.8，负荷率Kf=0.8，效率=0.89，则Ig=PKf/3Uecospj=3268.80.8/ 360.80.89=353(A)。选取YJV22-6000 3185电缆2趟，长度为800m，其载流量为 430A353A，满足要求。 （9）上部变电所两进线电缆 按最大涌水量时的负荷选择电缆。由上部变电所负荷统计表知，此时的同时运行负荷为 4398.3KW，取cospj=0.8，负荷率Kf=0.8，效率=0.89，则Ig=PKf/3Uecospj=4398.30.8/ 360.80.89=476(A)。因高爆开关最大容量为400A，400A476A，故选取YJV22-6000 3185电 缆2趟，长度为550m，其载流量为430A476A。当1根进线电缆发生故障时,另1根进线电缆能保证全部负 荷的430/476100%=90%。 5、高爆开关的选择 （1）皮带下山皮带的高爆开关 选择高压启动开关，因此，选用BGP4-6ZK高压启动器，开关容量按额定电流选取。根据前面计 算知Ig=43A，考虑高压电机为直接起动和开关继电保护，选用容量为100A，所以皮带开关选用BGP4- 6ZK 100A开关。 （2）皮带下山皮带总进线开关 根据前面计算知Ig=85A，选用容量为200A，因此选用BGP9L-6AK 200A开关。 （3）轨道下山绞车开关 选择高压启动开关，因此，选用BGP4-6ZK高压启动器，开关容量按额定电流选择。根据前面计 算知Ig=34A，考虑高压电机为直接起动和开关继电保护，选用容量为100A，所以绞车开关选用BGP4- 6ZK 100A开关。 （4）轨道下山绞车进线开关 根据前面计算知Ig=34A，选用容量为100A，因此选用BGP9L-6AK 100A开关。 （5）水泵专用配电点水泵开关 选择高压启动开关，因此，选用BGP4-6ZK高压启动器，开关容量按额定电流选择。根据前面计 算知Ig=76A，考虑高压电机为直接起动和开关继电保护，选用容量为150A，所以水泵开关选用BGP4- 6ZK 150A开关。 （6）水泵专用配电点总进线开关 按3台水泵同时运行时的额定电流进行选择，根据前面计算知Ig = 227A，选用容量为300A，因此 选用BGP9L-6AK 300A开关。 （7）中部变电所总进线开关 根据前面计算知Ig=353A，选用容量为400A，因此中部变电所总进线开关选用BGP9L-6AK 400A开 22 关。 （8）上部变电所总进线开关 根据前面计算知Ig=476A，而高爆开关最大容量为400A，因此上部变电所2台总进线开关选用 BGP9L-6AK 400A开关。上部变电所正常工作时，中间联络开关断开，两总进线开关及两总进线电缆并 列运行。 6 6、采区电缆压降校验 按电压损失校验所选电缆截面。首先画出电路图，电压损失从平地变电站到25采区下部变电所 共分为4段，由U=P*L* K%得 U4 U3 U2 U1 地面变电站 S4=3120 mm2 S3=185 mm2 S2=185mm2 S1=95mm2 L4=810m L3=800m L2=650m L1=550m 中央变电所 上部变电所 中部变电所 水泵专用配电点 第1段：采区水泵专用配电点6KV进线端电压降 已知：S1=95 mm2，L1=550m=0.55km ，P1=1260KW=1.26MW，cospj=0.8，查表得每兆瓦公里负荷 矩的电压降为K1%=0.752% 则 U1=P1*L1* K1%=1.260.550.752%=0.52% 第2段：采区中部变电所6KV进线端电压降 已知：S=185mm2，L=650m=0.65km，P=3268.8KW=3.2688MW ，cospj=0.8，查表得K%=0.439% 则 U=P*L* K%=3.26880.650.439%=0.93% 第3段：采区上部变电所6KV进线端电压降 已知：S3=185mm2， L3=800m=0.8km， P3=4398.3KW=4.3983MW，cospj=0.8，查表得K3%=0.439% 则 U3=P3*L3* K3%=4.39830.80.439%=1.54% 第4段：中央变电所6KV进线端电压降 中央变电所6KV母线上带5台800KW水泵，正常涌水量时开2台，2台355KW清水泵，一备一用。另 外还有投入使用的2台110KW压风机，一备一用，13采区负荷460KW，25采区负荷4398.3KW，井底车场负 荷451KW，整流设备负荷160KW，取一个同时系数Ks=0.8，则 P4=0.8（2800+355+130+460+4398.3+451+160）=6059（KW）=6.059MW 已知：S4=3120mm2，L4=810m=0.81km，P4=6059KW=6.059MW， cospj=0.8，查表得K4%=0.622% 由于平地变电站到井下中央变电所为3根120mm2电缆，因此，在正常情况下的电压降应是： U4=P4*L4* K4%=6.0590.810.622%/3=1.02% 所以，总电压降为U总=U1+U2+U3+U4 =0.52%+0.93%+1.54%+1.02%=4.01%7% 合格。 6-2.6-2.井下中央变电所改造方案井下中央变电所改造方案 1下井高压电缆选择校验 井下最大负荷计算容量为8113.28KVA，平地变电站短路容量约为69MVA，电缆长度为0.81km。高 压电缆最大长时工作电流Ig=S/3Ue=8113.28/36=781(A) 。 矿井井下利用小时数在30005000之间，选铜芯电缆，其经济电流密度IJ=2.25，则电缆截面为 SJ=Ig/IJ=781/2.25=347（mm2） 。 现下井电缆为3根ZQD42-6000 3120不滴流油浸纸绝缘电力电缆，载流量为325A。当1根电缆 发生故障时，另2根电缆只能保证全部负荷的2325/781100%=83%，不利于安全生产。考虑井下25采 区下山涌水量不确定性，以及以后别的采区的远景规划，新增1根ZQD42-6000 3240不滴流油浸纸绝 缘电力电缆，载流量为510A。4根电缆当截面最大1根电缆发生故障时，其余3根电缆长时允许电流之和 最小为3325=975A，大于最大长时工作电流781A，满足要求。 二、中央变电所新增开关柜确定 23 井下中央变电所现有高压开关柜19台，其中3台进线柜，3台PT柜，2台联络柜，11台出线柜。由 于25采区生产需要，需从中央变电所引出2趟高压电缆，为25采区提供动力，1趟高压下井电缆，相应 井下中央变电所另增一台进线柜，一台联络柜，总计需增加5台高压开关柜。经仔细考虑，我们实际从 第14#PT柜引出一根高压电缆，接安装在中央变电所内的2台隔爆型高压开关，把原接在10#、17#高压 开关柜的2台整流变压器改接在这2台隔爆型高压开关上，原10#、17#高压开关柜接新安装在中央泵房 内的2台清水泵，这样应加装5台高压柜，型号仍选用KYGG-5Z型（具体详见中央变电所高压供电系统图） 。 6-3.6-3.平地变电站主变压器能力验算平地变电站主变压器能力验算 根据电气设备负荷统计表得，全矿总的有功功率PZ=10313.95KW，无功功率QZ=8098.32 Kvar。 则视在功率SZ= P2Z+ Q2Z =10313.95 2+ 8098.32 2 =13113.37（KVA） ，其自然功率因数cosZ=PZ/SZ =10313.95 /13113.37=0.787。由于自然功率因数低于0.9，故采取人工补偿，在6KV两段母线上装设总容量为 3300Kvar的电力电容器。经补偿后，Q Z=8098.32 -3300=4798.32（Kvar） ，SZ=10313.95 2+ 4798. 322=1136576，全矿功率因数cosZ=10313.95/1136576=0.907。 选取两台主变压器，取事故时负荷保证系数Ksb=1，则两台主变压器计算容量：SbKsb*PZ/cos Z=110313.95 /0.907=11371.50（KVA） 。 由上面计算可知，平地变电站现用二台SF7-8000/35主变压器已不能满足要求生产，故更换为二 台SF7-12500/35主变压器。 2525采区设备及材料需用资金预算表采区设备及材料需用资金预算表 序号名 称型 号数量金额 万元备注 1 采煤机 MG200-W 1部 150 2 刮板机 SGZ-730/2200KW 1部 190 3 刮板机 SGD-630/2110KW 1部 130 4 刮板机 SGD-420/30 1部 9 已有 5 转载机 SZZ-730/132 1部 24 6 破碎机 SPL-1000 1部 3 7 液压泵站 WRB-200/31.5A 1套 8.5 8 喷雾泵站 PB-200/63 2套 4.4 9 液压支架 ZFS3600-19/28D 100架 1000 10 过渡支架 ZFS4000-21/30D 4架 150 11 可伸缩皮带 SDJ-250 1460m 1部 210 12 可伸缩皮带 SSJ-650 4部 330 已有 13 强力皮带 DX4-1000/2355 1部 400 14 架空乘人装置1套 30 15 掘进机 ELMB-75 1台 120 已有 16 水 泵 D580-605 630KW 3台 75 17 连续牵引车 SQ-1200/55 1部 40 18 绞 车 JKY-2.5/2B 1部 40 19 绞 车 GKT21.8-30 1部 35 20 绞 车 JH2-14 3部 12 21 绞 车 JH2-5 6部 12 已有 22 绞 车 JD-11.4 4部 6 已有 23 多速绞车 SDJ-14T 1部 4 24 耙斗装岩机 P-30B 3台 15 已有 25 喷浆机 PZ-5B 3台 5.4 已有 26 给煤机 GMW-K4 3台 21 27 风 机 YBTC62-28 10台 6.5 已有 28 风 机 2BKJ-N0.6.3 2台 12 已有 29 煤电钻 ZMS-12B 4台 0.36 已有 24 30 钢丝绳 6(19)-29 1200m7.31 31 配水闸阀 PZ-1200 2个 6 32 配水闸阀 PZ-800 2个 2.5 33 闸 阀 DN250 2.5MPa 3个 1.01 34 止回阀 DN250 2.5MPa 3个 1.04 35 无缝钢管 35182500m74.4 36 法兰盘 DN330 2.5MPa 660个 13.2 37 移动变电站 KSGZY-630 6/1.2KV 2台 30 38 移动变电站 KSGZY-500 6/1.2KV 1台 13 39 移动变电站 KSGZY-500 6/0.66KV 1台 13 已有 40 矿用变压器 KS7-315/6 11台 44 已有2 台 41 隔爆充电装置 KJCA10-90/72 1台 3 已有 42 高压启动器 BGP4-6ZK 6台 30 43 高爆开关 BGP9L-6AK 41台 184.5 44 隔爆馈电开关 KBZ-400/1140 5台 5.1 45 隔爆馈电开关 KBZ-200/1140 1台 0.85 46 隔爆馈电开关 DW80-350 55台 14.19 已有 30台 47 隔爆馈电开关 DW80-200 10台 2.4 已有 48 隔爆真空开关 QJZ-200/1140 9台 9 49 隔爆真空开关 QJZ-120/1140 2台 2 50 隔爆真空开关 QJZ-300/660 1台 0.46 51 隔爆真空开关 QBZ-200 6台 2.52 已有 52 隔爆真空开关 BQD5-120HR 9台 3.6 已有 53 隔爆真空开关 BQD5-80ZR 21台 7.56 已有 54 隔爆真空可逆开关 BQD20-120N/660 1台 0.46 55 隔爆磁力开关 QC83-80N 11台 3.96 已有 56 隔爆照明信号综合保护 KSGZ1-4/1.2 1台 0.45 57 隔爆照明信号综合保护 BZX-4 13台 4.69 已有 58 隔爆煤电钻综合保护 KSGZ2-4/1.2 2台 0.9 59 隔爆煤电钻综合保护 BZZ-4 2台 0.72 已有 60 检漏继电器 JY82-2/3 11台 2.09 已有 61 选择性检漏保护装置 KXL-1 18套 9 62 矿用本安型电话机 HZK-1 30台 1.05 63 高压电缆 YJV22-6000 31852720m59.84 64 高压电缆 YJV22-6000 3951310m18.60 65 高压电缆 YJV22-6000 335330m2.81 66 高压电缆 YJV22-6000 325485m3.40 67 高压电缆 VV22-6000 33590m0.72 68 高压电缆 VV22-6000 325100m0.6 69 高压屏蔽电缆 UGSP-6000 3352200m31.24 70 矿用橡套电缆 UPQ-1140 395+12520m0.32 71 矿用橡套电缆 UPQ-1140 370+1251945m23.73 72 矿用橡套电缆 UPQ-1140 350+11660m0.55 73 矿用橡套电缆 UPQ-1140 335+110360m2.61 74 矿用橡套电缆 UPQ-1140 310+11020m0.05 75 矿用橡套电缆 UCPQ-1140 370+116250m3.93 76 矿用橡套电缆 U-1000 370+1165140m46.77 已有 77 矿用橡套电缆 U-1000 350+110630m4.35 已有 25 78 矿用橡套电缆 U-1000 335+110750m3.98 已有 79 矿用橡套电缆 U-1000 325+1102320m9.74 已有 80 矿用橡套电缆 U-1000 316+165470m15.32 已有 81 矿用橡套电缆 U-1000 310+161295m2.59 已有 82 矿用橡套电缆 U-1000 36+16120m0.18 已有 83 矿用橡套电缆 U-1000 34+14666m0.77 已有 84 通讯多芯电缆 HUVV-3020.8600m1.14 85 通讯多芯电缆 HUVV-2020.8500m0.67 86 塑套软线 UYG-21.58000m1.6 87 分线箱LJA-1 50对1台 0.015 88 分线箱LJA-1 30对2台 0.02 89 分线箱LJA-1 20对1台 0.01 90 螺旋压紧式分线箱ZX-91B 50对 室内型1台 0.015 合 计 3772.69 备注：已有：659.24万元；新购：3772.69 -659.24 =3113.45万元。安装费用：50万元。 告成矿相关技术改造所需资金预算表告成矿相关技术改造所需资金预算表 序号名 称型 号数量金额 万元 备注 1 变压器 SF7-12500KVA 35/6.3KV 2台 90 2 空压机 4L-20/8 2台 40 3 交换机CDS-DH 120门1台 7 改造 4 高压开关柜 GG-1A(F)-07D 600/6 1台 3.5 5 高压开关柜 KYGG-5Z 5台 22 6 高压电缆 ZQD42-6000 3240810m56 7 通讯多芯电缆 HUVV30-3020.8900m2.7 合 计 221.2 备注: 安装费用:7万元。 第七章 安全技术措施 7-17-1防止瓦斯、煤尘爆炸措施防止瓦斯、煤尘爆炸措施 1、采掘工作面要实现瓦斯自动化监测技术。 2、严格执行煤矿安全规程关于井下瓦斯检查制度，保证采掘工作面风流瓦斯不超限。 3、严格执行回风流及掘进工作面的防尘、降尘技术措施。 7-27-2防治水措施防治水措施 由于本采区内断层较多，地质条件复杂，掘进时要坚持“有疑必探，先探后掘”的原则。对不 同形式的涌水采取不同形式的预防措施： 1、顶板水防治： 预计本采区顶板水比较丰富，在采掘过程中，局部将会出现顶板淋水、涌水现象，对采掘生产有 一定的影响。在采掘过程中需铺设排水沟，加强排水工作。当煤层顶板含水层或水体影响安全开采时， 必须超前探放水并建立疏排系统。 2、底板水防治： 由于本采区内 L7-8灰岩水水压大，含水丰富，且二1煤底板较薄，裂隙发育地段及断层带附近隔 水层等效厚度较小，在该地段存在突水的可能。因此在采取疏放的前提下，在工作面采掘时应尽量不 破坏底板隔水层，并且在二1煤底板较薄地段、水文条件复杂的地段，必须坚持“有疑必探，先探后 掘”的原则。对于 L14灰岩及 O2灰岩含水层应当采取留充足够的隔水岩柱措施。 3、断层水防治 (1)留设一定的安全防水煤柱。经计算，建议告 F21正断层上盘上段留 33.9 米的防水煤柱，下段 留 39.4 米的防水煤柱；下盘铲蚀带处以可采边界（煤厚 0.8 米）为界，上段留设 20 米防水煤柱，下 段留设 21.5 米防水煤柱。告 F7正断层下盘铲蚀带处以可采边界（煤厚 0.8 米）为界，上段留设 20 米 防水煤柱，下段留设 24 米防水煤柱，上盘上段留 29.8 米的防水煤柱，下段留 42.4 米的防水煤柱。 26 （2）在断层煤柱附近采掘时，严禁破坏其保安煤柱，同时对断层的伴生、次生断裂应加强观测并 坚持“有疑必探，先探后掘”的防治水原则。 （3）25 下山掘进到告 F7、告 F21正断层附近时，必须采用物探手段查明断层的确切位置及其水文 地质条件，以便采取有针对性的防治水措施。过断层时，应坚持“有疑必探，先探后掘”的防治水原 则，进行超前探放水并采取超前预注浆加固围岩，防止突水事故发生。为防止滞后突水，采掘部门要 采取加强巷道支护，壁后注浆加固围岩等相应的防治水措施。 4、钻孔水防治 由于原 L7-8灰水文长观孔水2孔仅封闭到二1煤层底板，可直接导通 L7-8灰岩含水层，掘进到该钻 孔附近时，要坚持“有疑必探，先探后掘”的防治水原则，做好防治水工作。 5、其它综合防治水措施 （1）必须在 25 采区进行地面物探，查明 25 采区顶（底）板水的赋存特征，针对顶（底）板富水 区施工顶（底）板疏水巷对其进行疏主，减少顶（底）板水对采掘时的威胁。 （2）25 采区下山掘进时，配足排水设备，建立临时排水阵地，加强排水工作。 （3）25 采区工作面掘进时，要加强工程质量管理，严禁出现冒顶现象，避免诱发顶板水涌出， 造成突水事故。 7-3.7-3.炮采工作面顶板管理安全技术措施炮采工作面顶板管理安全技术措施 1、开帮后要切实拔梁护顶，顶板用荆笆、椽子打紧背牢，支架顶部煤体破碎时，严禁放腰炮，应 先掏梁窝拔梁，护好顶后再放底炮，刷帮站上煤墙柱，并挡严煤帮；若顶帮特别破碎时停止放炮，采 用手镐落煤。 2、工作面拔梁架棚时，若煤壁顶板冒落高度大于 200mm，要用坑木、椽子背紧背实顶板，架棚时 要用荆笆、椽子护顶，以防漏顶。 3、放顶时严格按由下而上的放顶顺序和要求进行，支柱初撑力不低于 55KN,没有达到者及时单枪 对工作面支柱进行二次注液，放顶时老塘侧及时用荆笆、椽子挡好门。 4、工作面必须及时调梁，保持棚距 0.6m。 5、加强装药放炮管理，严格按规定执行，如顶板破碎应放小炮或不放炮。 6、如工作面压力大，可根据情况套棚或打上抬棚。 7、煤壁采平采直，禁止在未采段破坏煤壁。 8、严格执行敲帮问顶