2-301炮采规程(内部).doc

蒲县北峪煤业有限公司回 采 工 作 面 作 业 规 程编号:回0901号工作面名称: 2301回采工作面编 制 人:施工负责人:总 工 程 师:矿 长:批 准 日 期: 年 月 日执 行 日 期: 年 月 日会 审 名 单会审单位及人员签字：坑口 矿 长: 总 工:安 全 矿 长： 机 电 矿 长：生 产 科：调 度 室:机 电 科: 安 通 科:负 责 人:公司 矿 长：总 工：会 审 日 期： 年 月 日会 审 意 见一、存在主要问题：二、处理意见:目 录第一章 概 况-6第一节 工作面位置及井上下关系-6第二节 煤层-6第三节 煤层顶底板-7第四节 地质构造-7第五节 水文地质-7第六节 影响回采的其它因素-7第七节 储量及服务年限-8第二章 采煤方法-9第一节 巷道布置-9第二节 采煤工艺-9第三节 设备配置-12第三章 顶板控制-13 第一节 支护设计-13第二节 工作面顶板控制-15第三节 运输巷、回风巷超前及端头顶板控制-18第四节 矿压观测-18第四章 生产系统-19 第一节 运输系统-19第二节 “一通三防”与安全监控-20第三节 排水系统-22 第四节 供电系统-22 第五节 通信照明-30第五章 劳动组织与经济技术指标-30第一节 劳动组织-30第二节 作业循环-32第三节 主要经济技术指标-32第六章 工作面质量管理-32第七章 安全技术措施-34第一节 一般规定-34第二节 顶板-36第三节 “一通三防”与安全监控-36第四节 运输-37第五节 机电-38第六节 防治水-39第七节 爆破-39第八章 灾害应急措施及避灾路线-42附图作业规程学习及考试记录作业规程补充学习及考试记录作业规程复查记录第一章 概 况第一节 工作面位置及井上下关系2-301回采工作面位于南采区南部边界处，该面运输巷底板标高10951139m，回风巷底板标高11031137m,具体位置及井上下关系见表1表1 工作面位置及井上下关系表水平名称2-301回采工作面采区名称南采区地面标高12531342井下标高10951139地面相对位置相对地表为山梁或山坡，有砖厂公路。回采对地面影响有一定的影响（已留设足够的保护煤柱）井下位置及四邻关系2301工作面位于南采区南部边界，东部至南回风大巷，北部为未回采的2-302工作面，西部为采空区。可采走向长度/m232倾斜长度/m68可采面积/m211608第 二节 煤 层 本工作面设计开采2煤层,通过已掘成的运输巷和回风巷证实, 2煤层赋存基本稳定,煤层厚度在1.82.0m之间,具体情况见表2 表2 煤层情况表煤层厚度/m1.82.0煤层结构局部夹矸煤层倾角/()09开采煤层2硬度/f1.52.5稳定程度比较稳定煤层情况描 述煤层平均厚度1.9m,煤层裂隙发育,波状层理, 密度为1.35t/m3, 煤层硬度1.52.5,根据煤质化验报告，煤质为：灰份（Ag）14.5%；水份（W）1.18%；硫份（S）0.53%；磷份（P）0.006%；挥发份（V）36%；发热量（Q）26.5MJ/kg；胶质层厚度（Y）18.0mm；粘结指数92；属低灰、特低硫、特低磷、中高发热量、中等粘结指数1/3焦煤。第三节 煤层顶底板表3 煤层顶底板情况表顶底板名称岩石名称厚度/m特征老顶K8中粒砂岩2.06灰白色直接顶粉砂质泥岩1.8灰色,深灰色直接底泥岩0.4灰白色老底煤3.1 第四节 地质构造1、地层：工作面所开采煤层为2号煤层，2号煤层位于二迭系下统山西组，其上部为二迭系下石盒子组、上统上石盒子组和第四系黄土层；下部为石炭系太原组，中统本溪组和奥陶系中统峰峰组。2、构造：2-301工作面所穿过区域为一向斜构造，距2-301运输巷口150m处有一陷落柱；分别距2-301运输巷口240m处和260m处各有一个（走向分别为23度和7度，落差1.5m）正断层；分别距2-301回风巷口450m和550m处各有一个陷落柱，除以上所述构造以外，再无其它特殊地质构造存在。第五节 水文地质2号煤层的充水含水层为顶板砂岩裂隙水，含水层厚度约4.6m左右。含水性较弱，陷落柱涌水对工作面有一定影响，水文条件比较简单，工作面正常涌水量为20m3 /h，最大涌水量为40m3 /h。第六节 影响回采的其它因素 根据地质报告及井下实测瓦斯相对涌出量为0.156 m3 /t，绝对涌出量为0.09m3/min,属低瓦斯工作面，CO2相对涌出量为0.09 m3 /t，绝对涌出量为0.052m3/min,煤尘爆炸指数为42.67%，具有爆炸危险性，煤层具有自燃倾向性, 自燃倾向等级为级。地温低，地压小。根据两顺槽揭露的地质资料，相邻工作面和采空区对回采影响不大。 第七节 储量及服务年限一、储量:1、 2- 301工作面工业储量: ZLSM=（68+6）/2*200*1.9*1.35+384*68*1.9*1.35=85958T式中：Z：工业储量，T L：工作面长度，mS：工作面走向长度，m M：工作面采高，m：煤的容重，T/M32、 2-301工作面可采储量计算：（分四段） (1) Z1 LSMK=(6+24)/2*60*1.9*1.35*0.93=2147T (2) Z2 LSMK= (40+58)/2*52*1.9*1.35*0.93=6078T(3) Z3 LSMK=68*60*1.9*1.35*0.93=9732T(4) Z4 LSMK= 68*60*1.9*1.35*0.93=9732T ZK Z1+ Z2+Z3 +Z4=27689T式中：Zk：可采储量，T K：工作面回采率%，93二、回采工作面可采期计算：1、第一段可采期计算：TZk/A21472898天2、 第二段可采期计算：TZk/A6078631 10天3、第三段可采期计算：TZk/A973287612天4、 第四段可采期计算：TZk/A9732876 12天式中：T：工作面可采期，天A：工作面日生产能力，吨/日工作面可采期：T8+10+12+12+3*3=51天第二章 采煤 方法采煤方法：因该工作面受无炭柱和地面砖厂保安煤柱的影响，所以采用炮采，全部垮落法管理顶板。第一节 巷道布置一、巷道布置:2301工作面由运输顺槽和回风顺槽及工作面开切眼围成，顺槽沿走向布置长为：584m,工作面沿倾向布置长68m,全长1190m，附工作面巷道布置图二、巷道特征:均为矩形断面,沿煤层顶板布置,宽3.2m,采用锚网梁+锚索支护。 第二节 采煤工艺一、回采工艺：打眼装药联线放炮铺联网跑前梁攉煤移溜支柱回柱放顶 1、打眼：采用MZ12型煤电钻配合1.5m麻花钻杆打眼，炮眼斜长1.3m，垂深1m；炮眼与工作面夹角为向机尾方向60；工作面炮眼布置为“三角眼”，底眼口距煤层底板0.5m，眼底距煤层底板0.2m，底眼间距为0.9m；顶眼口距煤层顶板0.5m，眼底距煤层顶板0.2m，顶眼间距为1.8m。2、装药：采用2#煤矿硝铵炸药和瞬发电雷管爆破，顶眼装药量为1.5卷（300g），底眼装药量为2.5卷（500g）,采用水炮泥和黄土炮泥封堵炮眼，封泥长度0.5m。3、联线放炮：联线方式为串联，每次放炮数量为一组三角眼，即一个顶眼和两个底眼，采用MFB50型发爆器配放炮母线进行放炮。爆破原始条件表序号爆破条件指标序号爆破条件指标1工作面长/m685煤硬度系数1.52.52工作面采高/m1.96炸药种类2#煤矿硝铵炸药3钻眼垂深/m1.07雷管种类瞬发电雷管4循环炮眼个数/个1148循环装药量/kg49.4预期爆破效果序号名称数量序号名称数量1炮眼利用率/%704炸药消耗量kg/ T0.3382循环工作面进度/m0.95循环雷管消耗量/个1143循环爆破煤量/T1466雷管消耗量个/ T0.781爆破说明书炮眼名称垂深/m眼距/m装药量角度爆破顺序封泥长度/m联线方式装药结构眼数/个每孔装药/卷总装药量/卷总装重量/kg水平垂直顶 眼1.01.8381.55711.460度14度同时起爆0.5串联连续正向装药底眼1.00.9762.5190380.5合计11424749.4 附炮眼布置图 4、铺联网：工作面在回采过程中，铺设金属网假顶，金属网为菱形网，铁丝为12号铁丝，宽1.3m，长7m，长边搭接宽度为20cm，短边搭接宽度为20cm。网片的四角必须用铁丝扭结牢靠，扭结点的间距不得超过20cm，扭结点成双排错点布置，扭结铁丝为16号铁丝，单股双丝扭结三圈，网片必须拉展铺平。5、跑前梁：当工作面放炮后，依次将工作面靠近机头的梁的第三、第一和第二排的三根单体柱卸载，然后将梁移至梁头距工作面煤壁0.2m处，再将前两排柱子升起支撑顶梁，移完溜子后在将回掉的后排柱子支设为前梁的第一排支柱。6、攉煤：工作面攉煤采用自制的大小簸箕配合牵引钢丝绳及插杆攉煤。分为三组：一组用大簸箕攉煤壁侧的煤，两组用小簸箕清理柱子排道内的浮煤；每组两人，一人操作攉煤杆，一人操作簸箕。攉煤时一人抓住插杆面向机尾，将插杆插在正在运行的刮板上，从而通过钢丝绳牵引插在煤中的簸箕运动，将煤推攉至溜槽内达到攉煤的目的，剩余少量的浮煤采用人工配铁锹清理。7、移溜：采用移溜器进行移溜。移溜时先在后排柱上打好戗柱，然后将移溜器的活柱支在溜槽边上，另一边支在戗柱根部，缓慢给移溜器加压，从而使溜子缓慢向前移动。移溜时至少要有三个移溜器交替进行推移，移溜器间距不小于7.5m，移溜时先给靠机尾侧的移溜器加压，使溜子向前移动，再给中间移溜器加压，最后给靠机头侧的移溜器加压。当机尾侧的溜子推移至煤壁后，将机尾侧的移溜器再向机头方向转移，这样交替进行，从而使溜子呈缓慢弯曲状，由机尾向机头逐渐移至工作面煤壁。8、回柱放顶：移溜后及时支设前梁的前排支柱，支设好后再进行回柱放顶工作。首先将靠近机尾型梁的第三排支柱卸载并打在顶板上，然后依次卸载第二和第一排支柱，将后梁前移到与前梁梁端并齐为止，并打起第一和第二排支柱，然后再卸载支设在顶板上的支柱支设为后梁的第一排支柱，除初次放顶外，随着工作面梁、柱的前移，采空区顶板随之冒落，形成自然放顶。二、工作面正规循环生产能力:W=LShrc=680.91.91.350.93=146tW-正规循环生产能力,t L工作面长度,mS正规循环推进长度,m h采高,mr煤的密度,t/m3 c工作面回采率第三节 设备配置表4 机电设备配备情况表序号名称型号单位数量备注1工作面刮板机SGB420/30部1长70m2顺槽 刮板机SGB420/30部1100m3转载 刮板机SGB420/30部2长20m4胶带 输送机SP J800部1390+130m5馈 电 开 关KBZ400台36乳 化 液 泵RB-80台21台备用7乳 化 液 箱RX1200A台18真 空 开 关QBZ-80台99真 空 开 关QBZ-120台210综 保ZBZ4.0台211煤 电 钻MZ-12台212水 泵台2132.5m单体柱DZ25根480142.6m梁根140153.2m梁根32161m铰接梁根80第三章 顶板控制 第一节 支护设计该工作面采用DZ25型单体液压支柱配2.6m梁支护顶板，支护设计即为单体液压支柱的选型设计。一、支架选型设计：1）、支柱的最大高度Hmax=Mmax-b=2.20.12.1m2）、支柱的最小高度Hmin=Mmin-b-a=2.10.10.21.8m 其中a顶板下沉量,取0.2m； b顶梁厚度，取0.1m； M max炮采工作面最大采高，2.2m M min炮采工作面最小采高，2.1m工作面选择支柱型号规格DZ25型单体柱最大高度2.5m，大于计算所需高度2.1m;最小高度1.7m，小于计算所需高度1.8m;符合工作面使用要求。3）、工作面支护参数确定：工作面顶板为3级,利用估算法确定工作面的支护阻力。（1)、工作面的支护强度Pt=k1mp1=51.925=237.5KN/m2（2)、支柱的有效支撑能力P=k2p2=0.8300=240KN（3)、工作面所需支护密度n=Pt/P=237.5/240=0.99根/m2（4)、工作面支柱柱距a=1/nb=1/(0.991.0)=1.01m式中,k1采高厚度系数取5； m平均采高1.9m； P1顶板岩石平均重量取25KN/m2； k2单体支柱有效支撑系数取0.8； P2单体支柱最大工作阻力取300KN； b工作面支柱排距取1.0m考虑工作面支护管理要求,选取工作面支柱间距1m（5)、合理控顶距的选择:根据该工作面顶底板条件,工作面采用“三四”排管理。4）、工作面所需支柱、顶梁数量：N=2Ln(L/a+1)= 23(68/1+1)=414根式中,Ln支柱排数； L工作面长度68m考虑工作面支护备用量要求,支柱增加15,顶梁增加3,工作面需配备支柱480根,顶梁140根(包括端头与超前)。二、乳化液泵站：1、炮采工作面乳化液泵站到工作面采用25的高压液管,工作面及顺槽超前每隔10米布置一根10的高压液管和液压枪与16的高压液管联通。乳化液泵站位于回风巷距工作面100米的地点。3、泵站使用规定： （1）、开泵前，检查乳化液箱的液量大于箱体1/2，用乳化液浓度配比器检查乳化液浓度在2%-3%之间，每次加水和加油后，都必须检查一次乳化液度。 （2）、开泵时，时刻注意泵的声音，正常时，声音清晰，压力大于或等于18MPa；若发现异常，立即停泵处理。（3）、泵站及液压系统完好，不漏液。（4）、必须设专人开泵，不得随意更换。乳化液要按要求配制，并每次配制后用浓度计检测，要做到管路不漏液，泵站压力正常。（5）、在泵箱附近挂牌管理，明确配比方法、用液比例、责任者等，有维修保养制度，并有专人维护，保证设备性能良好。第二节 工作面顶板控制一、顶板支护方式：1）、工作面采用单体液压柱配合2.6m梁支护顶板，型号分别为DZ25型和DFB2600/300c型。工作面采用“三四”排控顶，错梁直线柱布置,最大控顶距为3.8m，最小控顶距2.8m，排距1m，组距1.0m,每组为2梁6柱，梁间距为0.2m。附工作面支架布置图2）、工作面支护密度验算:n=414/68/3.2=1.9根/m20.99根/m2,工作面支柱满足工作面支护要求。3）、支护质量要求:（1)、支柱成一直线,排距1.0m,组距1m,组内梁间距0.2m,偏差不超过10cm,端面距不大于20cm,新暴露的顶板要及时支护。（2)、支柱支设要垂直于顶底板,迎山有力,迎山角03度,工作面支柱必须全部承载，严禁提前卸柱。（3)、支柱钻底量大于10cm时,要穿鞋,工作面支柱初撑力不低于 90KN(11.5MPa),超前支柱初撑力不低于50KN(6.5MPa),不足的要进行二次补液。（4)、煤层变化时,必须及时更换适应采高的支柱,防止支柱超高或压死,支柱严禁超行程使用，活柱伸出量不少于15cm。（5)、不得使用折损的顶梁和失效的支柱,一旦发现立即更换。（6)、工作面顶梁移设平直,梁与梁之间要互相平行,顶板不平、破碎和漏顶处,必须用木板背实,严禁空顶。4）、 单体液压支柱的管理:（1)、工作面及两巷所使用单体柱必须完好,注液枪和阀芯应配套。（2)、回柱时应先卸载,禁止带压强行回柱,两巷回出的支柱应运到工作面出口20m以外的指定地点靠放好,严禁倒立,乱扔乱放,影响行人和运料。（3)、严禁用手锤或其他物品敲打缸体、活柱,以防损坏单体柱, 损坏单体柱达到一定数量(10根)后,应及时运出修复或更换。（4)、工作面应有一定数量的备用梁柱。（5)、每班质检员要认真清点工作面梁柱,严格执行交接班制度。（6)、装运单体柱到工作面时,应卸下三用阀,并用塑料塞子塞住活柱阀口及三用阀注液口,以防煤粉和其他物品进入。（7)、运送时,严禁拖拉,应人工抬运轻扛、轻放。严禁支柱超高或超低使用。（8)、新入井支柱、三用阀必须上紧,防止迸出,第一次使用时,应先将支柱升降23次,排净柱腔内的空气,才能使用。（9)、井下单体柱使用期超过规定时，必须升井进行维修、试压，否则不得继续使用。二、工作面初采工艺：工作面安装就绪，按标准验收后，立即准备所有材料，开始工作面回采工作。初采前，首先要支好巷道超前支护，并对切眼进行维护；溜子必须移至工作面煤壁，并调直调平，按要求支护好端头支护，初采前工作面所有梁头距工作面煤壁均为0.2m，支柱成排成对,具有足够的初撑力。初采从工作面机尾向机头方向推进至机头，整个工作面完成一个循环，推进度为0.9m，工作面初采完成。工作面支够四排支柱后开始回柱放顶。三、初次放顶：工作面从开始割煤到完成一个循环后，开始放顶。当工作面推进至10m，顶板仍不冒落或冒落不能填满采空区时，必须进行强制放顶；强制放顶采用打眼放炮的方法进行，直至顶板全部垮落。(打眼时,可在每架中间沿切顶线提前布置一排2米深的楔形眼,每眼装3卷药,当工作面移架后,即可开始强制放顶。四、正常放顶：正常放顶为人工放顶,随着回采工作面的推进，每移一次架放一次顶。五、工作面末采工艺： 工作面采至停采线时,必须加强支护工程质量,距离停采线6m时铺双层网，同时将工作面的浮煤,浮矸清理干净. 具体规定另制定专项措施。六、初次来压和周期来压时的技术措施：根据本矿202工作面的回采情况观察，顶板的初次来压步距为20m左右，由于直接顶为砂质泥岩，老顶为 K8中粒砂岩，强度较小，冒落程度较好，基本能充填采空区，从而工作面初次来压对工作面影响较小，周期来压不明显。1，初次来压前必须按规定支护顶板，确保支护强度。2，单体柱支撑力不低于11.5Mpa，超前支护不低于6.5Mpa，支柱不漏液，必须保证有11.5Mpa的初撑力。3，严禁空顶作业，在周期来压或煤壁破碎时必须加打贴帮柱，以防片帮伤人。4，初次来压期间必须严密监测工作面支柱初撑力、煤壁片帮情况和端面顶板冒落情况，并有足够的排水能力和完好的排水管路，以保证工作面安全生产。七、上下顺槽支护的回撤：工作面上下顺槽支护的回撤必须与工作面放顶线相齐，运输顺槽支护回撤不得落后放顶线1.5m，且在回撤前首先缩回顺槽溜子。 第三节 运输、回风巷及端头顶板控制1、超前支护：除两顺槽原有锚杆支护外，在距工作面20m内采用单体液压柱配1m铰接顶梁进行支护。铰接顶梁平行于顺槽中线，靠工作面10m内双排支护，1020m靠工作面煤壁侧单排支护,柱距1m，排距1.5m。2、端头支护：工作面机头机尾端头均采用单体液压支柱配3.2m梁成四对组合梁支护，一梁四柱，排距1m,组距1m , 组内梁（柱）间距为20cm。3、封口支护: 在上下顺槽切顶线处支设两排戴帽点柱,柱距0.3m,排距0.5m。采用单体液压柱配1m铰接顶梁进行支护。铰接顶梁平行于顺槽中线。第四节 矿压观测一、矿压观测内容：工作面矿压观测内容主要有：工作面支柱阻力观测、两巷超前支护范围内单体液压支柱阻力观测、以及支护质量动态监测。二、矿压观测方法：1、工作面的矿压观测：工作面采用压力表监测支柱的阻力情况。每班工人在操作支柱时都必须将支柱升紧，保证支柱的初撑力。每班验收员对支柱的初撑力进行监测并记录。2、巷道的矿压观测：两巷超前支护范围内单体液压支柱的阻力观测采用压力表进行监测，每班验收员对单体柱的初撑力进行测量并记录。3、支护质量监测：每旬由生产科不定期对工作面和两巷支护质量动态检查2次，对检查中存在的问题由队内负责立即整改。监测内容要包括支柱初撑力、煤壁片帮情况、顶梁前端至煤壁的距离、采高及端面顶板冒落情况、两巷单体柱初撑力、超前支护质量等。三、矿压观测时间要求：在整个生产期间（包括正常推进、初次来压、周期来压期间），对工作面及两巷都要进行矿压观测，支护质量监测，对所观测资料，应定期进行分析、总结，以便改进支护形式。第四章 生产系统第一节 运输系统一、运煤系统：1、运煤设备及型号:运输顺槽:两部胶带输送机（390m和130m）， 一部SGB-420/30型顺槽刮板机（100m），两部SGB-420/30型转载刮板机（20m）工作面: SGB-420/30型刮板机一部（70m）,电机功率30KW;2、运煤系统:工作面煤301运输顺槽刮板机转载刮板机302运输顺槽皮带机转载刮板机301运输顺槽皮带机南运输大巷东运输大巷井底煤仓斜井皮带地面二、运料系统：1、运料设备及型号:回风顺槽:无2、运料系统:地面副立井总回风巷东回风巷南回风大巷301回风顺槽工作面。第二节 “一通三防”与安全监控一、通风系统:1、风量计算：1、工作面需风量计算：1)、按瓦斯涌出量计算:Q1Q2K/C0.091.60.0114.4m3/ min式中：Q1：采煤工作面实际需风量，m3/min Q2：采煤工作面的瓦斯平均绝对涌出量，m3/minK：采煤工作面的备用风量系数取1.6C：采煤工作面回风流中允许的最大瓦斯含量 1%2)、按保证工作面良好气候条件计算：Q160VSK1600.83.31.91.0301m3/min式中：V：采煤工作面的风速，取0.8m/ sS： 工作面的平均控顶面积，按最大和最小控顶断面积的平均值计算 K1：采煤工作面长度风量调整系数取1.03)、按工作面同时工作的最多人数计算:Q14NK4391.6249.6m3/min式中：N：采煤工作面同时工作的最多人数; K: 通风系数取1.64）、按炸药最大消耗量计算：Q=25A=251.3=32.5m3/min式中，A工作面一次爆破的最大炸药用量，kg；25每kg炸药爆破后，需要供给的风量，m/（minkg）。综上所述，取最大值，即工作面实际需风量定为301m3/min5)、风速验算:VminQ1/S1/60301/7.22/600.69m/s0.25m/svmaxQ1/S2/60301/5.32/600.94m/s4m/s因此，采煤工作面的风量为301m3/min2、通风线路：新风：地面主斜井进风行人斜巷东运输巷南运输巷301运输顺槽302运输顺槽301运输顺槽工作面；污风：工作面301回风顺槽南回风巷东回风巷总回风巷回风立井地面二、 防尘、防灭火系统:1、工作面爆破前后要洒水，严禁工作面无洒水装置或不洒水。各转载点必须设置喷雾洒水装置并保持完好,做到开车喷雾。2、两顺槽距工作面50米范围内各安设2道净化水幕,保证完好能覆盖全断面。3、运输,回风顺槽均设有防尘供水管路,每50米安设一个三通阀门,供洒水灭尘,冲洗巷道及消防使用。4、各刮板机头、皮带机头必须配备砂箱(容量不小于0.5m3), 灭火器(2台)等消防器材和长度不小于10米的消防软管。5、运输,回风顺槽确保隔爆水袋齐全完好。 6、各防尘设施保证正常使用,并设专人维护和管理。三、瓦斯监控: 在工作面安装三台甲烷传感器，一台甲烷传感器安装在工作面上隅角(即工作面与回风顺槽交叉处采空区控顶区内)；一台安装在距工作面5m内的回风顺槽内，另一台安装在距工作面全风压回风口10m内的回风顺槽内，甲烷传感器安装均距顶板不大于300mm,距帮不小于200mm,垂直悬挂。工作面必须实现瓦斯电和故障电闭锁。其报警浓度1.0%,断电浓度1.5%,复电浓度1.0%,断电范围为工作面及回风巷中所有非本质安全型电气设备的电源。第三节 排水系统工作面水文地质条件比较简单，依据工作面运输、回风顺槽情况及涌水量情况,在运输、回风顺槽底洼处各安设一台7.5KW水泵，用2寸排水管直接排至采区水仓，形成完好排水系统。并应随时观察采空区有无渗水预兆，若采空区涌水量增大时,可在运输顺槽低洼处设一临时水仓。水泵,水管必须有专人维护管理。第四节 供电系统一、供电说明： 301炮采工作面施工中，工作面设备总计算容量为：221.2KVA。供电电源来自南采区变电所干式变压器,型号为KBSG-T-630/10/0.69，满足使用要求。炮采工作面电压等级为660V，电缆悬挂符合要求。供电系统图见附图7二、设备的选型及负荷统计：（见下表）序号负荷名称及型号型号电压(kV)额定容量 (kW)台数设备容量(kW)Kxcostg 计算容量安装台数工作台数安装容量工作容量Pj (kW)Qj (kvr)Sj (kvA)1刮板机SGB-420/300.6630441201202皮带DSJ-8000.662*30221201203乳化液泵RB-800.66372174374水泵20-80-7.50.667.52215155电钻综保ZBZ-4.00.664222.42.46照明综保BZX-4.00.6641111小计332.4295.40.50.61.33147.7196.44245.77同时系数0.9132.93176.7221.2三、电缆选型计算： 1、按长时允许负荷电流选择低压电缆：1）、总干线选择：IcaKxPe/(31/2UeCOSpj)0.5295.4/(31/20.660.6)215(A)其中: Ica-长时最大工作电流(A) Ue-额定电压(Kw) Kx-需用系数,查表6-2得,炮采工作面的Kx=0.5 COSpj-加权平均功率因数,查表6-2得，炮采工作面的COSpj=0.6,取COSpj=0.6根据计算结果,选择电缆型号为MY370116mm2矿用电缆，其长时允许负荷电流为215A. 215A=215A，满足要求。2)、皮带机支线选择：IcaKlo Pe/(31/2UeCOSpj)0.760/(31/20.660.70.9)=58.32(A) 其中 Klo- 为电动机负荷系数，这里取Klo=0.7 -为效率，这里取=0.9 ,其余符号同前.根据计算结果选择MY31616mm2型矿用橡套电缆，其长时允许负荷电流为85A。 85A58.32A. 满足要求。3) 、用同样的方法,选择出其它电缆列表如下:序号电缆用途设备容量(KW)长时工作电流(A)电缆型号及长度允许载流量 (A) 备 注1南采区变电所到301面总配电点295.4215MY370116,350m2152皮带机支线6058.32MY31616,10*2m853刮板机支线3029.16MY31016,20m644总配电点到面配电电干线136.9100MY335110,550m1385小水泵支线7.58.25MY3414,50m366乳化液泵3736MY31616,10m857皮带机干线161.5117.73MY335110,10m1388照明综保支线110MY32.512.5,700m229煤电钻支线1.29MY3414,100m36四、短路电流计算:1)、干式变压器KBSG-T-630/10/0.69二次出口端的短路电流Id1计算：变压器二次侧电压690V，容量630KVA，系统短路容量按50MVA计算：则系统电抗XS=U2N2/SSC(3)=6902/50106=0.009522其中XS为系统电抗. U2N为变压器二次侧的额定电压, SSC(3)为系统三相短路容量.MYJV22-1