寺河矿2302长壁大采高工作面供电系统整定计算毕业论文.doc

寺河矿2302长壁大采高工作面供电系统整定计算毕业论文目录第一章 井田概况及地质特征31 井田概况42 井田地质特征53 煤层特征10第二章 井田境界和储量131 井田境界13第三章 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限141矿井工作制度142矿井生产能力及服务年限14第四章 井田开拓151井田开拓的基本问题152 矿井基本巷道16第五章 采区设计171 煤层的地质特征172 采区或带区巷道布置及生产系统173 采区或带区车场选型设计20第六章 采煤方法201 采煤工艺方式202 回采巷道布置21第七章 2305工作面供电系统整定计算261、6KV干线电缆选型计算262、最小两相短路电流计算293、移动变电站与低压开关整定33结束语39答辩辞40参考文献40摘要寺河矿井开拓采用联合开拓方式，将井田划分为东、西、北三个独立井区。西井区采用斜立混合开拓方式，投产井筒共3个，分别为西主斜井、西副斜井、西回风立井。其中西斜井装备胶带输送机和架空乘人装置承担西井区煤炭提升和部分人员升降兼进风，西副斜井装备一台4.0m单绳缠绕式提升机担负西井区的长材、大型设备提升兼进风。西回风立井为专用回风井，承担回风任务。西井区为二期扩建井区，划分为四个盘区，设计投产西一盘区，开拓准备西二盘区，布置1个盘区、1个大采高综采工作面和2个普掘工作面，矿井4.0Mt/a的产量。本设计介绍2305长臂大采高工作面供电系统整定计算.关键词：供电系统、整定计算、大采高第一章 井田概况及地质特征1 井田概况（一）地理位置及交通条件寺河矿井位于山西省晋城市西偏北，行政区划属山西省晋城市所辖，跨沁水、阳城、泽州三县。地理座标： 北纬353051353611，东经11227071124054。寺河矿井工业场地位于沁水县嘉峰镇嘉峰村与寺河村之间，距沁水县城53km，距晋城市区70km。（二）地形、地貌及河流本井田位于太行山南段西侧，沁水向斜之东南翼。井田地形复杂，地势陡缓不一，沟谷发育、切割剧烈、平地甚少，仅沁河、长河西岸有狭窄的阶地。总观地貌形态为西北高、东南低的低山丘陵区，地表标高介于6001130 m之间。沁河及其支流长河流经井田西部和东部。西部与南部多以构造剥蚀的丘陵低山地形为主，沁河河谷两侧为侵蚀堆积地形，构成河漫滩以上的三级阶地。（三）气象与地震本区地处山西高原之东南部，由于太行山屏障影响，气候干燥，形成大陆性气候特征。据晋城气象站资料：19641973年间年降水量为295.9704.8mm，年蒸发量为148.092428.3mm,全年蒸发量为降水的23倍。雨季集中在79月份。最高气温为36.1；最低气温为15.7。最大冻土深度为0.5m。主导风向春、冬季为西北风，夏季为东南风和南风。风力一般34级，最大78级，最大风速达23m/s。据晋城、阳城、高平等县志记载，从1140年以来先后共发生地震28次，其中破坏性地震有8次，地震强度最大达7级。据山西地震局鉴定，本区地震基本烈度为6度。（四）相邻的地方煤矿寺河矿井井田周围的地方、乡、镇小煤矿发展很快，尤其在井田东、南侧煤层露头的部分更多。在东侧属晋城市的有峪南、天户、郭庄、王谷坨、西庄煤矿，南侧属阳城县的有史山、沟底、王街、皇城、屯城煤矿，在井田中部有沁水县的上半峪和湘峪煤矿。图1-11 交通位置图（五）矿区供电情况寺河矿井工业场地以北约1.5km的刘庄建有一座寺河110/35kV变电站，该站由晋城煤业集团供电公司管辖，主要担负寺河矿井和周边用户供电。其双回110kV电压等级电源采用架空导线敷设，一回引自芹池220kV变电站110kV母线段，导线型号LGJ150/20，供电距离24km；另一回引自成庄110kV变电站110kV母线段，导线型号LGJ120/20，供电距离20.8km。一回工作，一回（带电）备用，当一回线路故障或检修时，另一回能够保证全矿井用电。变电站设2台SFZ940000/110型主变压器，每台容量为40MVA，1台运行，1台备用，负荷率约为65，负荷保证率为100，供电电源可靠。2 井田地质特征1、区域地层矿区区域地层由老至新为：上元古界震旦系，古生界寒武系、奥陶系、石炭系，中生界三叠系，新生界第三系及第四系。详见表l-2-l。2、井田地层本井田地层由老至新：奥陶系中统下马家沟组，奥陶系中统上马家沟组，奥陶系中统峰峰组，石炭系中统本溪组，石炭系上统太原组，二叠统下统山西组，二叠系下统下石盒子组，二叠系上统上石盒子组，二叠系上统石千峰组，第四系中更新统，第四系更新统，第四系全新统。对于不同勘探区，地层情况略有不同。3、地质构造山西省东南部位于中朝准地台内二级供招单元山西中隆起区的中部和南部，本井田位于沁水复向斜轴部南端，沁水盆地南缘东西北东向断裂带及阳城西哄哄晋城石盘东西向断裂带之间。本井田受新华夏构造太行山隆起带、断裂带、晋东南山字型构造的影响，构造形态以近似南北和北东方向的褶曲为主、断裂次之，倾向西北的单斜构造。井田中的构造形态与地层倾角315，一般在10以内。褶曲一般为幅度不大，两翼平缓、开阔的背、向斜。断层以高角度正断层为主，落差一般不大于20m。纵观全井田，构造属简单类型。山西晋城无烟煤矿业集团有限责任公司寺河矿井建井地质报告中共发现岩溶陷落柱8个，其中地质填图地表发现3个，三维地震勘探发现5个，井巷掘进中未见陷落柱，无小煤矿开采中岩溶陷落柱资料。已发现陷落柱均分布于西区，以不规则椭圆形为主，在3号煤层上最大长轴为275m，平面最大面积2000m2。总体而言，寺河井田内岩溶陷落柱的的分布无明显规律性和方向性，已发现陷落柱数量虽然不多，但个体规模都较大，且井田内尚未大面积开采揭露。据其东邻成庄煤矿的“建井地质报告”预测，成庄井田每平方公里可能有3.28个陷落柱，平均每个面积3350m2。推测本井田内可能发育有大量隐伏小型陷落柱，因此，需要进一步加强三维地震勘探工作，为采掘提供依据。表1-2-1地 层 单 位厚度(m)地 层 特 征分布区域特点沉积相界系统组新生界Kz第四系Q0330为棕红、黄绿、土黄色粘土、亚粘土及砂和砾石区内广为分布陆相上第三系N0268灰黄、灰绿、棕红色粘土及砂质粘土。在晋城以北至高平一带，粘土中含有锰铁质、钙质结核。底部为砾岩主要出露在晋城市以北至高平、襄垣一带中生界Mz三叠系T上统T3延长组T3Y30138浅肉红色、灰绿色砂岩、泥岩夹透镜状淡水灰岩出露于图幅西北补八泉苏庄一带。中统T2铜川组T21一般500为一套浅肉红色、灰黄色砂岩及灰绿色、灰紫色泥质岩。二马营组T2er一般600上部为灰黄、黄绿色砂岩夹棕红色泥岩；底部为一层灰绿色细粒岩夹透镜状砾岩。下统T1和尚组T1h131474紫红色泥岩夹灰紫色砂岩及砾岩刘家沟组T11115595浅灰红色砂岩夹紫红色泥质岩及砾岩。古生界Pz二叠系P上统P2石千峰组P2rh22217由灰紫色、紫红色、泥岩组成，顶部淡水灰岩薄层及透镜体。本区内广为分布。陆相上石盒子组P2S223653由灰紫色、灰白色砂岩、黄绿色、紫红色泥岩组成，顶部夹燧石条带下统P1下石盒子组P1X3591由黄褐色、灰绿色砂岩夹泥岩组成.上部夹锰铁矿层，下部偶夹薄煤层.山西组P1S3472由灰色、灰白色砂岩、灰黑色泥质岩及煤层组成，下部的3号煤层(俗称香煤)厚度大而分布广。过渡期地 层 单 位厚度(m)地 层 特 征分布区域特点沉积相界系统组古生界Pz石炭系C上统C3太原组C3176142为一套砂岩、泥岩、石灰岩及煤层组成的含煤沉积建造。由煤层及其顶板石灰岩(北部层数多，南部层数少)频频出现而显出其典型特征。长治陵川一线以北较厚，以南较薄，于矿区附近的晋城、沁水、阳城均有出露。海陆交互相中统C2本溪组C2f035上部为泥质岩夹薄层砂岩及灰岩透镜体和不稳定薄煤层，中下部为铝质及山西式铁矿。主要出露于本区的东缘、南缘，矿区附近有晋城的梨川、阳城的下白等地。北中部海陆交互相南部渐变为陆相奥陶系O中统O2峰峰组Q2f0216顶部为中厚层质纯石灰石，上部为豹皮状灰岩，白云质灰岩；下部为砾状泥岩、泥灰岩，含石膏。北部厚，往南西变薄，以至缺失峰峰组及上马家沟组中部，出露于太行背斜南段两翼。陆表海上马家沟组O2Ff176308由角砾状泥灰岩、泥质灰岩、白云质泥灰岩、貂皮状灰岩、石灰岩组成，中部夹少量燧石及团块。下马家沟组O2X37213由角砾状泥灰岩、石灰岩组成。底部为稳定的黄绿色钙质页岩和薄层状泥质灰岩，称“贾汪页岩”。下统O164209为一套白云岩沉积，顶部普遍有一层燧石层。北东部薄，南西厚，出露于太行山南段的深谷中。咸化泻湖相寒武系一般377570由砾岩、砂岩页岩、泥灰岩、鲕状灰岩、竹叶岩、白云岩等组成，含丰富的三叶虫化石。底部为含砾砂岩。沿沁水盆地呈弧形带状出露，在矿区邻近的陵川马圪当、晋城河口、阳城后老龛、沁水下川等地均可见到。浅海相3 煤层特征1、煤层井田含煤地层为二叠系下统山西组、石炭系上统太原组。稳定可采煤层为3号煤层和15号煤层，局部可采煤层有5、6、9、16号煤层，3号煤层为主采煤层。煤系地层要素见表1.2-7。现将可采煤层赋存情况简述如下：1.1 3号煤层3号煤层为本井田主要可采煤层，位于二叠系下统山西组下部。在原寺河井田东区煤层厚度为4.408.86m，平均厚度6.42m，一般均在6m以上；一般夹石04层，夹石厚度不大，仅长17号孔335号孔409号孔405号孔32号孔由南至北一线，以及416号孔单层夹石厚度增大至0.611.26m。在原潘一井田煤层厚度为5.047.16m，平均6.11m，纯煤厚度4.816.98m；含炭质泥岩和泥岩夹石05层(83号孔)，厚01.25m(53号孔)，一般l2层，厚度0.100.30m，最厚0.90m(75号孔)。在原潘二井田，煤层厚度5.077.22m，平均6.03m，纯煤厚度4.957.22m；含泥岩或炭质泥岩夹石05层，一般l3层，厚度0.031.05m，分布无明显规律，以距底板0.90m左右的一层炭质泥岩夹石较为稳定，厚0.020.59m，最厚0.85m。顶板主要是泥岩、粉砂质泥岩、粉砂岩，局部为细、中粒砂岩。底板主要是黑色泥岩、粉砂岩，局部为细粒砂岩。3号煤层以亮煤及镜煤光亮的金属光泽与暗煤的较暗淡光泽组成条带状，呈黑色，组织致密坚硬，贝壳状或不平坦的断口，层理或裂隙间充填物有方解石或黄铁矿呈膜状。层理、节理裂隙发育，条带状与均一状结构，块状构造，条痕色为黑色。1.2 5号煤层5号煤层位于太原组顶部，为不稳定局部可采煤层。在原寺河井田东区上距3号煤层13.65m；厚度01.8m，平均0.63m。不具备可采价值。顶板多为灰黑色泥岩，局部为石灰岩。底板多为粉砂岩，局部为黑色泥岩。1.3 6号煤层6号煤层位于太原组上部K5灰岩之下，为不稳定局部可采煤层。在原寺河井田东区上距5号煤层15.91m；厚度为0l.92m，平均厚0.7lm。局部夹石l2层。不具备可采价值。顶板为K5石灰岩，是该煤层对比可靠依据。底板多为泥岩。1.4 9号煤层9号煤层位于太原组三段下部，为较稳定局部可采煤层。在原寺河井田东区上距6号煤层20.45m；厚度02.58m，平均厚度1.52m；含夹石03层。在原潘庄一号井田，下距15号煤层30.4553.28m，平均40.04m；煤厚0.321.9m，平均1.0m；煤层结构简单，偶夹l2层泥岩夹石，一般厚0.050.25m，最厚为0.38m(302号孔)。在原潘庄二号井田，下距15号煤层28.1051.62m，平均38.88m；煤厚0.201.35m，平均0.86m，纯煤厚度0.20l.26m；仅局部含1层泥岩或炭质泥岩夹矸，且分布无规律，个别点可见23层夹矸。顶板在原寺河井田东区为粗砂岩，局部为砂岩；在原潘庄一号井田一般为泥岩，粉砂质泥岩，粉砂岩，局部为细、中粒砂岩或石灰岩(302、9-1号孔周围)；在原潘庄二号井田一般为泥质灰岩，局部为粉砂岩，粉砂质泥岩。底板一般为粉砂岩或泥岩。1.5 15号煤层15号煤层位于太原组一段上部，煤层较稳定，为主要可采煤层之一。在原寺河井田东区上距9号煤层29.03m；厚度1.95.74m，平均厚度为2.66m；结构复杂，一般含夹石l6层，局部多达13层。在原潘庄一号井田，上距K2石灰岩02.50m下距K1砂岩1.8133.92m，平均12.34m；煤厚0.306.17m，平均3.2lm，纯煤厚0.805.64m；煤层结构从简单到复杂，含06层(2-2号孔)泥岩或炭质泥岩夹石，厚01.35m(2-2号孔)，一般为l2层，厚0.100.25m，最厚0.6m(4-3号孔)。在原潘庄二号井田，上距K2灰岩01.5m，平均0.64m，距3号煤层 74.5896.50m，平均87.62m；煤层厚2.063.80m，平均2.59m，纯煤厚1.823.43m；含泥岩或炭质泥岩夹石08层，厚00.68m，一般l4层，厚0.030.68m，其分布无明显规律，属结构简单复杂煤层。顶板在原寺河井田东区为K2石灰岩，局部为薄层黑色泥岩。在原潘庄一号井田内一般为泥岩或含钙泥岩，其上老顶为K2石灰岩，局部地段煤层直接顶即为K2灰岩，这主要是由局部海侵形成。在原潘庄二号井田内一般为薄层含煤泥岩，局部为含钙泥岩。底板为泥岩、炭质泥岩、土质泥岩或粉砂岩。1.6 16号煤层16号煤层位于太原组一段下部，仅在原潘庄二号井田内局部可采。上距15号煤层4.2021.11m，平均12.34m。下距K1砂岩010.01m；平均2.73m；煤层厚度03.55m，平均0.82m，纯煤厚度0.033.55m。2、 煤质原寺河井田、潘庄一、潘庄二号井田的地质报告资料表明，井田内均为变质程度单一的无烟煤。井田内自北向南各煤层挥发分逐渐递减，介于7.514.72%之间(指3号煤洗煤挥发分)。各煤层的挥发分自上而下变小。含硫量自上而下显着增长，3号煤为低硫，5、6、9号煤为中硫富硫，15、16号煤为富硫高硫。三、水文地质井田内主要含水层类型为裂隙含水及岩溶裂隙含水，含水性受裂隙、岩溶发育程度影响。在导水的构造裂隙或断层的影响下，开采存在着与富或强含水层产生水力联系，在局部地段水文地质条件复杂化。第二章 井田境界和储量1 井田境界根据发改能源2003383号国家发展改革委关于山西晋城无烟煤矿业集团有限责任公司调整新区井田境界的批复及国土资矿划字2006040号国土资源部划定矿区范围批复，寺河井田包括原寺河井田、潘庄一、二号井田，其范围由64个拐点组成。即井田东部北段以14号坐标拐点连线与成庄井田为界，南段以46561号坐标拐点连线与峪南、天户、郭庄、西庄等地方煤矿为界；西部以1417号坐标拐点连线与大宁二号井田为界；南部以1746号坐标拐点连线与永安、东沟、嘉峰、永红、武安、栆坡沟、侯村、上半峪、湘峪、上许、皇城、沟底、西庄、郭庄等14座地方煤矿为界；北部以414号拐点连线与樊庄、东大、郑庄井田及坪上、曲提煤矿为界。此外，在井田东区大巷煤柱北侧3号煤层部分块段划归长畛、夏河、南河滩等煤矿及侯村矿北部开采区开采，其深部下组煤仍由寺河矿井开采。从整个井田的煤层赋存条件来看，可划分为东、西、北三个区域。合并后的寺河井田南北走向长平均12km，东西倾斜宽平均14.4km，面积为173.2km2。拐点坐标详见表1.3-1。寺河矿井区划分详见图1.3-1。寺河井田三个井区划分范围：东井区：北部与成庄矿为界；东部以46561号坐标拐点连线与峪南、天户、郭庄、西庄等地方煤矿为界；南部以3946号坐标拐点连线与皇城、沟底、西庄、郭庄等地方煤矿为界；西部以3039和6257拐点与湘峪、上半峪、侯村、南河滩、岳城、长畛、夏河、南河滩等煤矿为界。东井区拐点坐标详见表1.3-2。北井区：北部以410号坐标拐点连线与樊庄井田、曲堤煤矿为界；东部以14号坐标拐点连线与成庄井田为界；南部与长畛、夏河、侯村、南河滩、岳城等矿为邻；西部以沁河和候月铁路西煤柱连线边界西井区：北部以14号拐点与郑庄井田、坪上煤矿为界；东部北段以沁河及候月铁路西煤柱连线为界，南段以工业场地东煤柱线为界；南部以1730号拐点与枣坡沟、武安、永红、嘉峰、张山、东沟、永安、五里庙等矿为界；西部1417号拐点与潘庄二号井田为界扣除寺河东大巷北部长畛、夏河、南河滩、岳城及侯村矿3号煤层面积（8.55km2）后，寺河矿3号煤层实际井田面积为164.65km2，在该面积内划分了三个井区，其中：西井区为53.75km2，北井区为73.55km2；东井区为37.35km2。第三章 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限1矿井工作制度矿井设计年生产日为300d，每天两班生产，一班准备。净提升时间为14h。2矿井生产能力及服务年限（一）矿井生产能力根据该矿煤层赋存及资源情况，综合考虑储量、井型及服务年限三者的关系，本矿设计为3、9、15号煤层分两个水平开采。根据煤炭市场供求关系及该矿生产环节能力情况，确定矿井生产能力为4.0Mt/a。（二）矿井服务年限矿井设计服务年限按下面公式计算：T=ZK/KA 式中：T矿井设计服务年限，a； ZK设计可采储量，Mt；矿井设计生产能力，Mt/a；K储量备用系数，取K=1.4；经计算，矿井服务年限为130.1a，其中3号煤为74.9a。第四章 井田开拓1井田开拓的基本问题（一）井筒位置、数目、形式及坐标矿井移交时共有三个井筒，分别是主斜井、副斜井、回风立井，后期增加三水沟回风立井。1、主斜井主斜井位于矿井工业场地，井筒净断面16.8m2，倾角16，担负矿井4.0Mt/a的煤炭运输兼进风，井筒内装备B1400mm胶带输送机；装备斜井架空乘人器，负责人员升降；设有一趟消防洒水管路和一趟压风管路；靠近机尾段铺设检修轨道。2、副斜井副斜井位于矿井工业场地，井筒净断面17.8m2，倾角23，担负全矿井的材料、设备提升。斜井内铺设43kg/m双轨，900mm轨距，装备4m单绳缠绕式提升机。3、回风立井回风立井位于井田边境附近，井筒净直径8.5m，担负矿井首采盘区回风。4、三水沟回风立井三水沟回风立井位于三水沟工业场地，井筒净直径8.5m，担负矿井部分盘区回风，并装备玻璃钢梯子间作为安全出口。2、通风方式矿井采用抽出式通风方式。根据井田面积大、井下分区开拓布置方式、工作面产量高、生产集中及瓦斯涌出量大等特点，设计采用分区式通风系统。2 矿井基本巷道一、井筒根据矿井开拓方式及井筒功能划分，西井施工西主斜井、西副斜井、西回风立井3个井筒。西斜井承担西井区煤炭及人员提升任务、副斜井承担运料任务、西回风井承担回风任务。1、西斜井西斜井井筒已施工完成，井筒净断面16.8m2，倾角16。井筒内装备已购置宽1.4m胶带输送机和架空乘人器，承担西井区煤炭运输兼进风行人任务。井筒内还布置有排水、供水管路及动力、信号与通讯电缆等；靠近机尾段铺设检修轨道。2、西回风立井已施工的西回风立井，井筒净直径8.5m，装备有玻璃钢梯子间。3、西副斜井西副斜井井筒净断面17.8m2，倾角23，斜长662m，担负西井区的长材、大型设备、液压支架提升。斜井内铺设43kg/m单轨，900mm轨距，装备一台4.0m单绳缠绕式提升机。4、三水沟回风立井三水沟回风立井井筒净直径为8.5m，净断面积44.16m2，深度396m。装备有封闭式玻璃钢梯子间，井筒内还敷设1趟采空区瓦斯抽放管路和1趟瓦斯预抽管路。二、 井底车场及硐室为满足西井区井下辅助运输转载任务，新建的西副斜井的井底，设有换装硐室，用于无轨系统与轨道系统的转换。西斜井井底已建成硐室包括井底煤仓、井底撒煤清理与煤泥沉淀硐室、主排水泵房、水仓、变电所、爆破材料发放硐室等。在西斜井井底新建猴车等候硐室、胶轮车等候室。西副斜井井底设有环形换装硐室，换装硐室按同时进行4组设备换装考虑，硐室长度80m。第五章 采区设计1 煤层的地质特征矿井初期开采3号煤层，煤层赋存及开采技术条件如下：（1）赋存稳定，厚度5.206.88m，平均厚度6.00m左右；（2）属不易自燃煤层；（3）倾角一般为25，属近水平煤层，仅局部挠曲带倾角1215；（4）顶底板多为粉砂岩，少数为泥岩、细砂岩，直接顶中等稳定；（5）地质构造和水文地质条件均比较简单。2 采区或带区巷道布置及生产系统西井区为二期扩建井区，设计本着先进后远的原则，设计投产西一盘区，开拓准备西二盘区，布置1盘区1个大采高综采工作面和2个掘进工作面保证矿井4.0Mt/a的产量。盘区巷道布置的主要原则是简化巷道系统和运输环节，为无轨胶轮车的运输创造条件。充分利用本井煤层硬度大，顶底板条件好的优势，尽可能多做煤巷少掘岩巷。根据井田的开拓部署，西一、西二盘区采用垂直于大巷布置工作面方式，即带区式准备方式。由于大采高综采面单产高，需风量大，加之还要满足连续采煤机掘进、无轨胶轮车运输以及工作面搬家的需要，大采高综采工作面采用多巷制。盘区内投产工作面采用“三进二回”Y型通风形式。根据该矿井煤层赋存和开采条件以及管理水平，本着投资少、见效快、安全性好等的原则，结合现代矿井的开采技术及管理水平，确定采用连采工艺掘进巷道。掘进工艺与劳动组织1、采用引进的连续采煤机及其配套设备掘进。用12CM27-11EYL型连续采煤机完成割煤和装煤工序，用PM2110C梭车完成煤炭从连采机到给料破碎机的运输，用BF14B5464C型给料破碎机完成煤炭的破碎和转载工作；通过刮板、胶带输送机运出；用FBL-10铲车来完成材料、设备的运送、搬移以及巷道浮煤的清理工作；用ZY-2-45/1140型自制锚杆机来完成巷道顶锚杆和锚索的打眼和安装工作，用MQB35J(25J)手持风动钻机来完成帮锚杆的打眼和安装工作。2、设备配套序号设备名称数量型号备注1连续采煤机112CM27-11EYL2梭车1PM2110C3破碎机1BF-14B-54-64C4锚杆机1ZY-2-45/11405负荷中心2TRTEK1534、TS12813.45kV、1.2kV6铲车1FBL-107胶带输送机4DSP-1080/10008刮板输送机6SGW-40T 3、掘进工艺3.1落煤选用12CM27-11EYL型连续采煤机落煤。1）截割方式连续采煤机掘进过程分为“切槽”和“采垛”两个工序，司机在激光指向仪的导向下，确定连续采煤机的进刀位置，先在巷道的一侧掘进，按照巷道尺寸截割深度达循环进度后退机，这一工序称“切槽”工序。然后连采机退出，调整到巷道的另一侧，再切割剩余的煤壁，使巷道掘至所要求的宽度和循环进度，这一工序称为“采垛”工序。每次“切槽”、“采垛”的循环进度一般不超过12米。连续采煤机就是通过“切槽”和“采垛”工序来完成巷道的掘进。2）截割循环无论是切槽还是采垛工序，连续采煤机截割时，首先连续采煤机司机将截割头调整到巷道顶板，将截割头切入煤体，切入深度不大于截割头的直径，然后逐渐调整截割头高度，截割头由上而下切割煤体，当截割头切到煤层底部时，连采机稍向后移，割平底板，并清完余煤，然后连采机再进行下一个切割循环。连采机依此反复循环，完成切槽和采垛工序，直到一次掘进进尺达到规定的循环进度后转移到邻近巷道作业。割煤严禁掏底刀。3.2装运煤连续采煤机通过拔盘装载机构和中部输送机将煤装入后部的梭车。梭车在连采机后部装煤后，按运输线路运至给料破碎机处将煤卸到转载机上转载到皮带、溜子运出，卸煤后，按运输线路返回到连采机后进行接煤。3.3清煤1）完成支护作业后，由铲车司机及时开动铲车负责清理浮煤。同时做好下一工序的准备工作。2）清煤必须有专职铲车司机开铲车进行清煤，必须及时将所支巷道距工作面最近一个横川口以里内巷道的浮煤清理干净。清煤时，铲板必须沿底板清煤。3）清煤前，司机必须检查清煤线路，确保清煤线路上无人员、材料、设备并且在行车线路所有横川及巷道口设置“禁止通行”警戒牌后，方可开始清煤。4）清煤结束后司机必须将铲车停在巷道安全地点，铲板落地熄火打双眼后，由司机通知验收员验收清煤工序，并收回警戒牌。3.4运输作业1）运输设备运煤:PM2110C型梭车、BF14B5464C型给料破碎机、DSP-1080/1000型胶带输送机、SGW-40T型溜子输送机。运料、清煤: FBL-10铲车1辆2）运煤系统施工中连采机破落的煤由工作面连采机梭车给料破碎机皮带、溜子井底煤仓主井皮带机地面4、支护4.1支护方式采用ZY-2-45/1140型自制锚杆机临时支臂进行临时支护4.2支护方法ZY-2-45/1140型自制锚杆机临时支护作业方式在截割成型退出机组后，调入锚杆机，使锚杆机临时支臂前移到已支护好的最后一排锚杆下，不升起临时支臂（确保临时支臂上端低于锚杆机操作平台顶棚），将锚杆机进行闭锁后，进行敲帮问顶作业，待确认敲帮问顶工序结束、支护环境安全后，启动锚杆机；开动锚杆机使临时支臂前移到准备支护的一排锚杆前300mm附近，升起临时支臂可靠接顶、支撑有力，进行临时支护护顶；支护人员进行永久支护作业。支护完一排后，将锚杆机临时支臂降下200mm左右，随机进行下一排敲帮问顶工序以及支护作业，依次循环、由外向里进行支护作业。敲帮问顶循环进度为1米，即每支护完一排（1米）后重新对下一排进行敲帮问顶作业，然后再前移锚杆机。 3 采区或带区车场选型设计为满足西井区井下辅助运输转载任务，新建的西副斜井的井底，设有换装硐室，用于无轨系统与轨道系统的转换。西斜井井底已建成硐室包括井底煤仓、井底撒煤清理与煤泥沉淀硐室、主排水泵房、水仓、变电所、爆破材料发放硐室等。在西斜井井底新建猴车等候硐室、胶轮车等候室。西副斜井井底设有环形换装硐室，换装硐室按同时进行4组设备换装考虑，硐室长度80m。第六章 采煤方法1 采煤工艺方式一、矿井初期开采3号煤层，煤层赋存及开采技术条件如下：（1）赋存稳定，厚度5.206.88m，平均厚度6.00m左右；（2）属不易自燃煤层；（3）倾角一般为25，属近水平煤层，仅局部挠曲带倾角1215；（4）顶底板多为粉砂岩，少数为泥岩、细砂岩，直接顶中等稳定；（5）地质构造和水文地质条件均比较简单。从上述条件看，该煤层既可采用分层综采也可采用放顶煤综采或者厚煤层大采高一次采全厚综采。通过比较以上三种采煤方法，厚煤层大采高一次采全厚综采比起放顶煤综采以及分层综采有明显的优势，主要体现在回采工效、单个工作面搬家次数、块煤率及生产工艺和生产管理等方面。根据该矿井煤层赋存和开采条件以及管理水平，本着投资少、见效快、安全性好和回采率高等的原则，结合现代矿井的开采技术及管理水平，确定采用厚煤层大采高一次采全厚综采。采空区采用全部垮落法管理顶板。2 回采巷道布置一、采区巷道布置3号煤层巷道均采用三条巷布置，分别为胶带运输巷、辅助运输巷、回风巷，平行于大巷布置工作面顺槽。回采工作面顺槽采用四条顺槽布置，即胶带机顺槽、辅助顺槽、进风顺槽、回风顺槽。工作面长度为220m，顺槽间距：让压煤柱巷道中心距25m，支撑煤柱巷道中心距35m。二、移交生产及达到设计产量时采区数目和位置本矿井初期开采的3号煤层，平均厚度6.00m左右，赋存稳定，地质构造简单，初期盘区范围内仅有一些小褶曲，煤层倾角一般为25，顶底板岩性好，开采技术条件优越。设计推荐矿井移交生产和达到设计生产能力时布置1个盘区1个大采高综采长壁工作面和2个连续采煤机掘进工作面来保证矿井产量。为了减少初期开拓工程量，节省矿井初期投资，初期避开村庄，尽量扩大单个盘区尺寸，减少工作面搬家倒面次数。缩短建井工期，尽快投产，首采盘区就近布置，结合本矿井的实际特点，一盘区布置在靠近车场位置，利于矿井早日达产。三、回采工艺与劳动组织（一）工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型根据矿井生产能力以及本矿井煤层赋存条件，大采高综采工作面的采、装、运、支工序全部机械化。从目前综采的发展趋势看，设计高产高效的综采面要求加大工作面长度，加大截深，选用能切割硬煤的特大功率采煤机，提高采煤的切割速度，相应要求提高移架速度，与大运量的重型可弯曲刮板输送机相匹配，搞好端头支护，采用长距离顺槽胶带输送机。针对这些要求，对于综采系统设计考虑了以下原则：机械设备的选择首先满足技术先进，生产可靠，提高综采设备的开机率，达到高产高效。同时各设备间要相互配套，保证运输畅通，并增加运输环节的缓冲能力，以期达到采运平衡，最大限度地发挥综采优势。为综采工作面创造快速连续开采的条件，加大工作面推进长度，减少搬家次数，并保证快速搬家。同时做到采准工作快，增大巷道断面特别是顺槽断面，全部采用连续采煤机多巷掘进，利用顶板完整，煤层坚硬的条件，采用树脂锚杆支护，以提高掘进速度，保证工作面的接替要求。对辅助运输系统，要求系统简单、环节少，把工作人员快速方便地运送至工作地点，作为提高工作面生产能力的一个重要因素考虑，并在巷道布置上加以保证。工作面主要采煤设备选择分述如下：（1）采煤机本矿井以一个大采高长壁综采工作面及两个连续采煤机掘进工作面保证年产4Mt的生产能力，综采面日产量在10000t以上。为留有一定富裕能力，设计按采高5.0m、日产万t以上选择设备。按照产量要求，采煤机的实际截割速度应达到67m/min。空载时要求其速度不小于18m/min，以减少辅助工作时间。国外“双高”工作面采煤机的实际截割速度普遍都在89m/min以上，最高达13m/min；最大牵引速度已达到29m/min。当采高达到5.0m时，采煤机的截割速度降低，功率基本不变。根据美国、日本等国的经验，开采1t较硬的煤所需能量为0.7kW.h，而高产高效工作面要求采煤机小时割煤能力应达到2000t以上，故采煤机总功率最低应不小于1400kW，而本矿煤层坚硬，采煤机总功率应更大。根据美、澳等国高产高效工作面装备情况以及国外几个主要的采煤机生产厂家资料，采煤机选择德国艾克夫公司的SL500型，其技术参数如下：装机功率1500KW以上，截深0.865m，牵引速度027m/min，采高2.26.0m，额定生产能力为3000t/h，牵引方式为链轨式或销排式无链电牵引，额定电压3300V，频率50Hz。（2）工作面可弯曲刮板输送机工作面刮板输送机选型需满足三个方面要求：运输能力与采煤机生产能力相适应。采煤机生产能力为：Q=60VMBr60*6.0*5.0*0.865*1.45=2258（t/h）式中：Q采煤机小时割煤量，t/h； V采煤机牵引速度，取6.0m/s； M煤层厚度，取5.0m； B截深，取0.865m; R煤的容重，1.45t/m3；根据环节能力配套的要求，工作面可弯曲刮板输送机的额定运量应达到2500t/h。外型尺寸和牵引方式与采煤机相匹配。运输机长度与工作面长度相一致。根据上述要求，选择德国DBT公司生产的工作面配套运输转载与破碎设备，其型号与技术参数如下：工作面运输机：PF4/1132型，设计长度250m，运输能力2500t/h ，交叉左右型侧卸式机头，电压3300V，功率7002kw。转载机：PF4/1332型，设计长度27.5m，运输能力2750t/h，电压1140V，功率315kw。 破碎机：WB1418型，生产能力3000t/h，额定电压1140V，功率315kw。（3）液压支架架型选择：液压支架是综采工作面主要设备之一，目前美国长壁工作面中液压支架基本以掩护式为主，约占全部架型的96%，且有向两柱式发展的明显趋势。液压支架技术另一重大突破是控制系统，应用电液控制技术，采用电磁（或微电机）控制的先导阀，先进可靠的压力和位移传感器，灵活自由编程的微处理机技术，红外遥感技术等现代科技成果，使液压支架的动作自动连续进行，移架速度大大提高，支架循环时间达到68S。配合采煤机的煤岩识别系统等先进技术，可实现工作面自动控制。美国1994年共有80个长壁工作面，其中有70个工作面是电液控制的工作面，占87.5%，使用两柱掩护式支架73套，占91.25%，是美国长壁工作面使用的主要架型，支架工作阻力大部分在70008000kN，最大的两柱掩护式支架工作阻力达到9800kN。美国煤层赋存平缓，埋藏浅，顶板一般为砂岩或砂质页岩，中等稳定和稳定类型，底板多为页岩和砂岩，也较稳定。多年的生产实践表明，高工作阻力的二柱掩护式支架能适应顶底板属于中等稳定的长壁工作面。本井田煤层赋存条件及顶底板条件与美国很类似。根据掘进施工揭露岩层及已有地质资料来看：3号煤直接顶为砂质泥岩-粗砂岩。砂质泥岩为黑色，质不坚硬，有层理，可见植物化石；细纱岩为黑灰色，厚层状，裂隙发育，具方解石薄膜，层厚6.094.95m，饱和抗压强度为7.5MPa，干燥抗压强度为46.9Mpa，抗剪强度为38.1Mpa，岩体强度指数为48。老顶为中砂岩-泥岩。中砂岩为灰白色，中粒，以石英为主，含长石和白云母，分布均匀，比较坚硬，可见层理；泥岩为灰黑色，厚层状，质硬，性脆，参差状断口，层厚2.604.60m。顶板属类中等稳定类型。底板为细粒砂岩，裂隙较发育，其饱和抗压强度为15.6MPa，干燥抗压强度为20.3Mpa，抗剪强度为4.98MPa，岩体强度指数为50。借鉴国外高产高效工作面经验，结合我国架型选择要求，工作面液压支架采用掩护式。支架的顶梁要求采用整体刚性结构，不使用铰接顶梁，以使掩护式支架具有结构简单、操纵方便、造价较低、便于维修的特点，带一个护帮板，支架底座采用带有提底座千斤顶的刚性底座。支架支撑高度的确定：最大高度H大=m大+S1式中：m大-煤层最大采高，取5.0m； S1-伪顶或浮煤冒落厚度，一般取200mm H大=m大+S1=5.0+0.2=5.2m支架支护强度的计算：按经验公式P=(68)*m*计算，式中m为采高，为顶板岩石容重取=2.6t/m3。P=(68)*m*=(68)*5.0*2.6=78.0104t/m2，取110 t/m2。国外长壁工作面的生产经验表明，液压支架是工作面装备中投资最多的设备，约占60%70%，因此他们把支架的可靠性放在首位，不但要稳定可靠、故障率低，而且使用寿命要长，近年来液压支架有向重型化发展的趋势，支架工作阻力逐年增加。例如：美国长壁工作面中支架工作阻力大部分在70008000kN，最大的两柱掩护式支架工作阻力达到9800kN；澳大利亚百万吨长壁工作面中，液压支架的工作 阻力都在630t以上，最高达800t。而上述两国的煤层埋深都在500m以内，一般不超过300m。根据支架支护强度的计算，借鉴国外经验，结合高产高效工作面的特点，对液压支架的技术参数要求如下：表411 3号煤层回采工作面机械设备配备表序号设备名称制造公司容量（KW）单位数量备注1刮板输送机JOY公司855*2部12转载机JOY公司315部13破碎机JOY公司315台14皮带晋煤集团煤机公司部35乳化液泵BRW400/37X4A280台46喷雾泵BPW516/13.2132台27采煤机艾柯夫SL-5001815台1架型为掩护式，支撑高度2.66.0m，支护强度不小于110 t/m2，工作阻力大于800t，推移行程950mm，支架中心距1756mm。上述支架采用引进设备，移架方式采用电液阀控制并要求能与采煤机联动，能显示支架工作状态、故障情况；具有随机操作和成组操作功能；移架速度低于10S。根据上述要求，经比较选择德国DBT公司生产的2Leg-shield型支架，其型高2.555.5m，工作阻力863.8t，配PM-4电液阀。（4）顺槽可伸缩胶带输送机根据工作面推进长度与生产能力要求，选择引进Ace可伸缩胶带输送机，运输能力2500t/h，运距3000m，贮带长度120m，倾角5，机尾自行，电压等级1140V。（二）工作面顶板管理方式及支护设备选型根据3号煤层厚度及顶板岩性及采高，矿井采用长壁后退式综合机械化一次采全高采煤法、全部跨落法管理顶板。回采工作面顶板支护采用ZY9400/28/62型二柱支撑掩护式液压支架，112架；端头使用ZYT9400/25.5/55型二柱支撑掩护式支架，6架；过渡端头之间使用ZYG9400/25.5/55型二柱支撑掩护式支架，12架。 第七章 2305工作面供电系统整定计算1、6KV干线电缆选型计算1、电缆选型根据我矿实际供电要求与负荷大小进行6KV电缆选型。（1）西区集中变电所4#高压开关至1#移变采用MYPTJ3.6/6 3*95+3*25/3+3*2.5型高压电缆L1=2950米；1#移变至2#移变采用MYPTJ3.6/6 3*50+3*16/3+3*2.5型高压电缆L2=460米；2#移变至3#移变采用MYPTJ3.6/6 3*50+3*16/3+3*2.5型高压电缆L3=340米。（2）西区集中变电所8#高压开关至4#移变间采用MYPTJ3.6/6 3*95+3*25/3+3*2.5型高压电缆L4=5450米；4#移变至5#移变采用MYPTJ3.6/6 3*95+3*25/3+3*2.5型高压电缆L5=12米。（3）西区集中变电所2#高压开关至6#移变采用MYPTJ3.6/6 3*120+3*25/3+3*2.5型高压电缆L6=5450米。（4）西区集中变电所15#高压开关至7#移变采用MYPTJ3.6/6 3*95+3*25/3+3*2.5型高压电缆L7=5450米。2、6KV干线电缆电压损失计算由于电缆的电抗值较小，故在计算电压损失时，只考虑电缆电阻的影响，对电缆电抗值忽略不计。（1）西区集中变电所4#高压开关供电回路中3#移变（KBSGZY-315-6/1.2）电压损失最大。1#移变高压侧电流为I1，该移变所带负荷可能同时运行的最大负荷为P1。2#移变高压侧电流为I2，该移变所带负荷可能同时运行的最大负荷为P2。3#移变高压侧电流为I3，该移变所带负荷可能同时运行的最大负荷为P3。P1=884.5KWI1 = P1/(1.732Ue) = 884.5/(1.732*6)=85AP2=914.5KWI2 = P2/(1.732Ue) = 914.5/(1.732*6)=88AP3=18.5KWI3= P3/(1.732Ue) = 18.5/(1.732*6)=1.8A查高压系统参数表中高压电缆的电阻值表，得：MYPTJ3.6/6 3*95+3*25/3+3*2.5型6KV高压电缆电阻为0.217欧姆/千米；MYPTJ3.6/6 3*50+3*16/3+3*2.5型6KV高压电缆电阻为0.412欧姆/千米；因此，该6KV干线电缆最大电压损失为U1。U1=1.732（I1+I2+I3）*L1*0.226+ (I1+I2）*l2*0.412+ I3*l3*0.412)cos*n =1.732174.8*2.95*0.226+173*0.46*0.412+1.8*0.34*0.412*0.85= 254V其中：cos为功率因数，n为效率，取cos*n为0.85。（2）东区集中电所8#高压开关供电回路中5#移变（TS1281）电压损失最大。4#移变（TS1281）高压侧电流为I1，该移变所带负荷可能同时运行的最大负荷为P1。5#移变（TS1281）高压侧电流为I2，该移变所带负荷可能同时运行的最大负荷为P2。P1=250KWI1 = P1/(1.732Ue) =250/(1.732*6)=24AP2=762KWI2 = P2/(1.732Ue) =762/(1.732*6)=73A查高压系统参数表中高压电缆的电阻值表，得：MYPTJ3.6/6 3*95+3*25/3+3*2.5型6KV高压电缆电阻为0.217欧姆/千米；因此，该6KV干线电缆最大电压损失为U2，U2=1.732（I1+I2）*L4*0.217+I2*L5*0.217cos*n =1.732*（24+73）*5.45*0.217+73*0.012*0.217*0.85=177V其中：cos为功率因数，n为效率，取cos*n为0.85。（3）西区集中变电所2#高压开关供电回路6#移变电压损