亨达煤业四采区设计说明书

山东亨达煤业有限公司四采区设计说明书目录前言1第一章采区概况及地质特征3第一节采区概况3第三节煤层赋存条件及开采技术条件6第四节储量计算12第五节存在的问题及处理意见13第二章采区巷道布置13第一节巷道布置原则13第二节采区巷道布置14第三章采煤方法、采区生产能力及服务年限17第一节矿井工作制度17第二节采煤方法17第三节采区生产能力及服务年限17第一节采区通风系统19第二节采区防尘及注水系统29第三节防火系统30第四节提升运输系统32第五节采区供电系统36第六节采区排水系统64第七节采区压风系统66第八节监测监控系统67第九节通讯系统72第五章安全技术措施73第一节预防措施73第二节避灾路线81第三节六大系统保障系统安装、使用及维护等安全措施82第六章经济技术指标90第一节劳动组织90第二节工程量与工期90第三节采区主要经济技术指标90第七章存在的主要问题及建议92前言一、企业概况山东亨达煤业有限公司前身是菏泽地区茅庄煤矿，位于宁阳县堽城镇境内。1970年8月破土动工，1972年3月投产，原为解放军某部所辖，设计生产能力为9万T/A。1976年1月移交给菏泽地区经营。1997年改制为宁阳县菏泽亨达煤业有限公司，2006年更名为山东亨达煤业有限公司。2009年10月16日年由山东省煤炭工业局以鲁煤规发【2009】159号关于泰安市鑫国煤电有限公司等七处煤矿调整生产能力的批复，复核结果为15万T/A。井田东西长约40KM，南北宽约117KM，面积约4697KM2。矿区范围共有6个拐点圈定。现采煤层为二叠系山西组3上煤，煤层结构简单，煤层倾角为313，一般为10左右，3上煤平均厚50M。截至2012年末，矿井保有资源储量16016万吨，其中储量4662万吨，基础储量2616万吨，资源量1340万吨。二、矿井开拓开采基本情况矿井采用主斜副立开拓方式。主斜井担负提煤、提矸、下料、行人全部生产任务兼进风；副立井为回风井。通风方式为中央分列抽出式，提升方式为双钩串车提升，供电方式为6KV双回路分列运行。矿井共开采了三个水平，第一水平为37M水平，第二水平为200M水平，第三水平为270M水平。现生产水平为200M水平二采区和270M水平五采区。采煤方法为走向长壁后退式，全部垮落法管理顶板，采煤工作面采用悬移支架炮采放顶煤。三、设计采区基本情况四采区所在水平为200M水平，开采煤层为二叠系山西组3上煤，原四采区在采用放顶煤采煤法开采过程中，由于管理不善，致使工作面普遍丢撇1米左右底煤，约少放一半左右顶煤，可估算出尚剩余45米的3上残余煤。3下煤层已基本开采完毕。现剩余基础储量778万吨，可采储量583万吨，采区年生产能力75万吨/年，储量备用系数按14计算，服务年限为55年。第一章采区概况及地质特征第一节采区概况1、采区位置及范围四采区东北至井田边界保护煤柱煤柱宽4060M，北至FM8断层保护煤柱（煤柱宽40M），南至号主下山，东F11钻孔勘探线，采区3煤上煤层平均厚度45M，倾角310。上限标高6013M，下限标高19211M，采区走向长560M；倾向长790M；面积044KM2。2、与邻近巷道、采区及地面关系采区北部为一采区，现已开采完毕。采区范围内地形较平整，地面标高为6533M6811M，地势由东南向西北缓慢倾斜，采区内没有任何建筑物。煤系地层全部被第四系冲积层覆盖，地表均为农田。附图井上下对照图（图1）第二节采区地质构造及水文地质一、地质构造四采区主要受F9与F25两大断层控制，致使采区内断层发育密集。根据以往地质资料和采区实际揭露，区内以断裂为主，地质构造非常复杂，四周均为落差大于10M的断层，其中落差大于50M断层有2条，都为查明断层，原采区内经实际揭露落差010M的断层较为发育，由此可见本采区地质构造极其复杂，会给开拓和回采带来较大的困难，主要断层特征一览见表1。表1产状断层名称性质走向倾向倾角落差M延伸长度M查明程度备注F9正NWSW30651703004000查明FM8正EWS45840650查明FM9正EWN6010400查明FM10正NNESEE50015600查明FM11正EWN50010400查明FM12正NENW6070010120查明F25正NWEWSWS407525702200查明F41正NNESEE307025801600查明FD1正NWSW3545825270查明FD2正NWNE45551030370查明FM23正NWSW5020330查明FD6正EWS3545818200查明附图采区地质剖面图（图2）二、水文情况1、地表水的补给关系本采区南部有茅庄河通过，为季节性河流，雨季时对第四系有补给关系，对开采影响不大。在井田东北部约6KM处有月牙河水库，面积约10106M2，库容约50106M3，该水库只是季节性向下游放水，对井下生产无影响。2、断层导水性能我公司1970年建矿以来，矿井共发生9次井下涌水，根据资料分析突水水源多为三灰和奥灰水，有的通过断层直接导入矿井，有的掘进距含水层太近或直接穿过含水层，造成涌水，本采区东北部靠近F9边界断层，落差为250M，致使奥灰、三灰和煤系地层直接接触或接近，今后在开拓布署时要严格按设计留设断层煤柱，并加强井下勘探，严防次一级伴生断层导水，保证井下正常生产，以防造成重大水害事故。历年矿井突水情况统计表见表2。表2序号出水时间出水位置标高（M）最大涌水量（M3/H）水源观测法实际涌水量（M3/H）导水断层173119西翼探巷820第四系水梯形堰40282937总回上山2420三灰水梯形堰170F3537823109探巷110130奥灰水梯形堰70F940113505溜子道27020三灰水容积法20F253、采区老空水本采区主要水源为顶板砂岩水，其单位涌水量Q为0074L/SM。在复采四采区时须制定详细的探放水方案和措施，确保安全生产。4、矿井及采区涌水量本采区直接充水水源为顶板砂岩水，其单位涌水量Q为0074L/SM，预计正常涌水量10M3/H，最大涌水量15M3/H。虽然在正常生产中涌水量不大，但考虑到采区复采将引起新的岩层变化，破坏已经稳定的岩层形态，因此在预计矿井最大涌水量时，要加大一些，根据矿井实际涌水量情况，确定矿井最大涌水量为45M3/H。三、保安煤柱留设煤柱留设的原则为安全行和合理性，借鉴我矿其他采区煤柱留设参数，确定本采区煤柱尺寸。采区准备巷道煤柱留设30米，与其它采区边界留设煤柱20米。第三节煤层赋存条件及开采技术条件一、地层自新而老地层为1、第四系（Q）黄色为主，由砂质粘土、砂和砂砾层组成。厚约351300M。底部有12层含水砂层，与下伏各岩层均为不整合接触。2、第三系（R）暗红色，由巨厚层砾岩和砂岩组成。依据钻孔资料，该地层主要分布在井田的F41断层东部，其西部缺失。3、二叠系（P）（1）下石盒子组（P21）陆相。残厚约60200M，以杂色泥岩、灰棕色砂岩为主。（2）山西组（P11）过渡相，为主要含煤地层，厚约75M。由砂岩、粉砂岩、泥岩和煤层组成。含煤5层，其中3上和3下煤为本井田最主要的可采煤层。4、石炭系（C）（1）太原组（C3）海陆交替相，也是主要含煤地层。厚约138M。由深灰色粉砂岩、灰灰绿色砂岩、石灰岩及煤层组成。含煤16层，但可采煤层只有两层（16、17煤）。含薄层石灰岩9层（一、二、三、五、八、九、十上、十下、十一灰）。（2）本溪组（C2）海陆交替相，为含煤地层。厚约25M。主要由石灰岩、杂色泥岩、煤层组成。含煤两层，均不可采。含薄层石灰岩三层（十二、十三、十四灰）。5、奥陶系（0）海相，为煤系基底。厚约450800M。由灰、肉红、茶褐色质纯、致密的厚层状石灰岩和灰白色的白云质石灰岩组成，间夹薄层浅色泥岩。岩溶发育，为强含水层。主要分布在井田北部边界（F9断层的下盘）外。二、主要标志层1、三灰厚度269380M，平均351M。灰黑灰色，中、下部质纯致密，含海百合茎等海相动物化石，因含多量的糠皮状动物碎屑化石而易辨认。三灰上距3下煤层307611M，平均4308M；下距十下灰约8603M。2、十下灰厚度410620M，平均515M。上部和下部为黑灰色，中部为灰色，质纯而致密，含硅质，较坚硬，中下部含燧石结核，富含个体清晰的蜒科化石。十下灰为16煤的直接顶板，下距17煤均663M。3、十三灰（徐家庄灰岩）厚度89962M，平均926M。黑灰色，质纯致密，富含海相动物化石，尤以个体较大的海百合茎为特征。上距17煤10302563M,平均2217M。4、十四灰草埠沟灰岩厚度068132M，平均097M。由浅灰色、乳白色石灰岩块和鲜绿色粘土岩混杂沉积而成，因具原生砾状又称疙瘩状结构而易辨认。上距十三灰125630M，平均407M。可采煤层及标志层层间距表见表三。厚度（M）名称间距（M）6073上煤3上煤1793下煤0763下煤35三4543三1灰6308灰515十下灰12116118618603十下灰08716煤12585123309072016煤09817煤1318912934967666351917煤926十三灰155041524911991297828342217十三灰450800奥灰16430161751291739043763143926奥灰三、煤层1、煤层顶底板厚度3上煤顶板直接顶为粘土质粉砂岩或细砂岩，厚0811750M，深灰色，水平层理发育，含带羊齿等植物化石，F5，老顶为全区稳定发育的灰色中粗砂岩，厚几米至几十米，成份以石英为主，斜长石次之，F6。由于回采顶板陷落，直接顶与老顶皆处在冒落带，岩石破碎，给复采顶板控制带来不利。3上煤底板（即3下煤顶板）一般为细砂岩，有时为粉砂岩，厚度033153M，灰色、泥质，钙质胶结，斜层理发育，由于受3上煤回采顶板陷落冲击，岩石完整性遭到破坏，抗压强度大大降低。3下煤底板一般为粘土质中细粒砂岩，厚度1181104M，灰灰白色，粘土质胶结，含植物根部化石，F6。2、根据井下采场和巷道实际情况可分析，该采区不存在冲击地压，从煤层顶底板岩性和矿井开采深度分析，不存在冲击地压灾害。四、各煤层层间距及变化规律四采区开采煤层为3上、3下煤层，查找原始数据后，结合采面回收率分析，3上、3下煤层平均厚度共计817M，采高20M，放顶煤只有227M，共计采出427M煤厚，推算采区剩余煤厚50M。煤层走向为NW，倾向SE，倾角715，F15。1、3上煤层为稳定的主要可采煤层，根据原四采区回采资料，平均厚607M。煤层为简单结构，3上煤上距2煤平均为2455M，下距3下煤平均为076M，下距三灰平均为5029M。2、3下煤为稳定的主要可采煤层，根据原四采区探煤厚资料，平均179M。煤层为简单结构。3下煤距三灰为30761LM，平均为455M。附图采区煤岩层综合柱状图（图3）五、煤质1、概述山西组煤为气煤，多为条带状的半亮煤、条带状的半暗煤及暗淡煤。颜色多为黑色及褐黑色，条痕为褐色，光泽暗淡。断口呈贝壳状及不平整状。条带状及线理状结构，薄层状构造。煤质坚硬，性脆，节理不大发育，裂隙内有次生方解石脉充填。太原组煤为肥煤，主要为条带状光亮煤及半亮煤。颜色为黑色，条痕为褐黑色玻璃光泽。参差状及不平整状断口。条带状及线理状构造。在煤中常有片状或结核状的黄铁矿存在。2、煤质特征（1）3上煤为气煤，煤质稳定。灰分为8632055，平均为1483，属中灰煤。3上煤含硫很低，全硫一般为042068，平均为052，属特低硫煤。挥发分为34004134，平均为3717，很稳定，变化甚小。水分为098206，平均为170，原煤发热量为2887MJ/KG。（2）3下煤为气煤。灰分为8471884，平均为1430，属中灰煤。全硫为048100，平均为071，属特低硫煤。挥发分为36874467，平均3894。水分为184254，平均为206。原煤发热量为2888MJ/KG。3、煤的有害成分及煤的可选性3上煤原煤含磷量为00206，3下煤为0003，3上煤含硫为052，3下含硫071。除含磷和硫外，均无其它有害成分。原煤经14比重液浮选后，灰分明显减少，3上煤由1483减少到570，3下煤由1430减小到540,16煤由3145减少3至633。六、瓦斯等级、自燃发火倾向、自燃发火期、煤尘爆炸指数1、瓦斯等级根据山东省煤炭工业局关于2011年度全省煤矿瓦斯等级鉴定结果审查意见的通知，矿井确定为低瓦斯矿井，瓦斯相对涌出量为306M3/T，绝对涌出量为089M3/T；二氧化碳相对涌出量为787M3/T，绝对涌出量为229M3/T。2、自燃发火倾向、自燃发火期、煤尘爆炸指数煤尘具有爆炸危险，爆炸指数为3442。3煤自燃发火期102243天，自燃发火等级为类自燃。第四节储量计算根据本区确定的开采范围及有关规定，结合矿井生产地质报告，3煤层储量计算如下1、3上煤平均厚度5M，走向长560M，倾向长790M，3上煤的容重取133T/M3，因煤层倾角小于15，故以煤层水平投影面积计算。2、QMDS式中Q储量（万T）M煤层平均厚度，D煤的容重，S块段的水平投影面积，经过计算，本区煤层地质总储量为778万吨，设计利用储量为778万吨，3上煤煤层厚度为5M，属厚煤层，采区回收率按75计算，总可采储量为583万吨。表3储量计算表煤层编块号基础储量（万吨）回采率（）可采储量（万吨）备注附图四采区储量估算图（图4）第五节存在的问题及处理意见1、由于采区内地质条件比较复杂，且靠近F9断层，在今后的生产过程中，应严格按设计施工，并在施工中进行超前探水，确保断层煤柱的留设安全合理。2、施工前必须编制探放设计和施工措施。3、建立完备的排水系统，加强安全管理，增强抗灾能力。4、在今后的生产过程中，加强测量技术管理的准确性，认真进行探放水总结，及时下达水害预防通知单，严格执行“预测预报、有疑必探，先探后掘、先治后采”的原则，以确保安全生产。5、加强通风管理和气体监测，编制气体排放方案、措施。6、加强对高温点的监测，制定对高温点降温方案、措施。第二章采区巷道布置第一节巷道布置原则号33上77875583合计778583四采区巷道布置方案确定的原则由于该矿是瓦斯矿井、煤层又具有自燃发火与煤尘爆炸性。因此在设计中坚持四个原则一是要考虑到残余煤开采的特殊性，抓住防止顶板冒落伤人事故；防止煤自燃发火；防止瓦斯涌出；防止老空水突然涌出四个重点。二是要在确保安全的前提下，尽最大可能地回收煤炭资源。四采区主要是面对残余煤体的开采问题，因此，提高煤炭资源的回收率是至关重要的关键技术问题。三是在建立完善生产系统的前提下，尽可能地利用原有可利用巷道，减少井巷工程量和工程投资。（一般岩石巷道可复用）。四是设计以安全规程为准绳，充分掌握和运用设计规范，确定的方案力求系统简单，便于生产管理，技术经济效益好。第二节采区巷道布置一、采区设计、采区巷道布置情况根据四采区的地质条件、煤层赋存情况、生产能力和以上原则提出以下方案原四采区轨道巷和四采区皮带机巷巷道断面变形较小，能满足通风行人、运输运料管线敷设等安全生产的需求，故不再重新施工，利用原四采区轨道巷和四采区皮带机巷。采区变电所采用100变电所能满足采区负荷要求。在采区底部扩修200泄水巷经200东大巷流至200水仓。二、采煤工作面巷道布置现以341采煤工作面为例，341采煤工作面回采巷道溜子道、材料道和切眼均沿3下煤层底板布置。1、采煤工作面溜子道工作面溜子道采用11号工字钢棚支护，材料规格22M腿，20M梁；支护规格上宽17M，下宽24M，净高19M，棚距10M。巷道采用梯形断面，荒断面积58M2，净断面积390M2。塑料网铺顶，塑料网规格5M11M，扣扣相连，20公分系一死扣，网铺平拉紧，杜绝网兜。板梁、木楔腰帮背顶，顶五帮三，主要用于工作面的运煤、进风。341采煤工作面溜子道利用原3406采煤工作面溜子道约18M，在测点“E”115499点向里182M处右侧开门，按方位69，跟3下煤层底板，工程量约313M2、采煤工作面材料道341采煤工作面材料道担负运料、回风、行人等安全生产任务，采用11号工字钢梯形棚式支护做为永久支护，断面形状为梯形，材料规格22M腿，20M梁；支护规格上宽17M，下宽24M，净高19M，棚距10M。巷道采用梯形断面，荒断面积58M2，净断面积390M2。塑料网铺顶，塑料网规格5M11M，扣扣相连，20公分系一死扣，网铺平拉紧，杜绝网兜。板梁、木楔腰帮背顶，顶五帮三。材料道总长度892M，主要用于该工作面回风、行人和运料。材料道内布置有2寸的防尘管路一趟、2寸的注氮管路一趟，2寸的压风管路一趟，并安装压风自救系统。通讯线路一趟，监测线路一趟，信号线路一趟并设有乳化液泵站及液压管路。341采煤工作面材料道在四采区轨道巷，在测点“9”113387点向外105M处为中左侧开门，按方位53，沿底施工，工程量约58M，调方位295掘进约148M，调方位221掘进约9M，调方位281掘进约130M，调方位53掘进约55M，调方位97掘进约128M，调方位59掘进约88M，调方位85掘进约64M3、工作面切眼采煤工作面开切眼341切眼采用11矿用工字钢支护，材料规格22M腿，22M梁；支护规格上宽20M，下宽28M，净高20M，允许误差01M；棚距1201M。巷道亦采用梯形断面，荒断面积70M2，净断面积48M2。采用塑料网铺顶，塑料网规格25M13M，扣扣相连，20公分系一死扣，网铺平拉紧，杜绝网兜，板梁、木楔腰邦背顶，顶五帮三，工程量48M。液压支架40架和SGB620/40T（55）型刮板输送机一部。附图采区巷道布置图（图5）附图采区巷道主要断面图（图6）第三章采煤方法、采区生产能力及服务年限第一节矿井工作制度工作制度采用“三八制”，年工作日为330天，每日净提升时间为16H。第二节采煤方法1、本采区工作面采用走向长壁放顶煤采煤法，悬移支架配合单体液压支柱与背铺塑料网支护顶板，全部垮落法管理顶板。落煤方式为放炮爆破落煤，人工攉煤，可弯曲刮板输送机接力运煤。2、据煤矿安全规程第四十八条规定“一个采区内同一煤层的一翼最多只能布置一个回采工作面和两个掘进工作面同时作业”。四采区首采工作面为341采煤工作面。3、采煤工艺3上煤层厚度平均50M，采用单体液压支柱配铰接顶梁控制顶板，其回采工艺过程为打眼清理工作面移溜子放炮联网架梁攉煤支设正规支柱回梁清理工作面。第三节采区生产能力及服务年限参考邻近采区回采数据，根据有关要求，本采区计划布置八个回采工作面，即341、342、343、344、345、346、347、348面，回采3上煤层。采区生产能力按年产原煤75万吨计算。目前矿井工作日为330D，每天采用“三八”制循环作业方式。采区服务年限为TCZC（ACK）583（7514）55年TC采区服务年限，年ZC采区可采储量，583万吨AC采区生产能力，75万吨/年14储量备用系数；经计算，四采区服务年限为55年。第四章采区生产系统第一节采区通风系统一、通风方式及通风系统本矿井采用中央分列抽出式通风，即主斜井进风，副立井回风。四采区采煤工作面采用“U”型通风方式，下行风；掘进工作面采用局部通风机进行供风。进风由号主下山供给，四采区皮带巷兼做进风巷，四采区轨道巷兼做回风巷。在四采区号联络巷和号联络巷分别安设两道风门，使工作面形成独立通风系统。进风路线地面主斜井37大巷号主下山下把钩四采区皮带巷采掘工作面回风路线采掘工作面四采区轨道巷皮带机集运巷总回风巷风井地面二、采区风量计算根据四采区块段生产布局和各阶段的生产计划，采区内最多时布置一个采煤工作面，两个掘进工作面和一个独立通风硐室。按照煤矿安全规程、煤矿通风能力核定办法的规定，采区所需风量按采煤、掘进、硐室及其他用风地点实际需要风量的总和进行计算。（一）根据实际用风地点需配风量进行计算1、按采区同时工作的最多人数计算Q矿需4NK矿通M3/MIN式中N井下同时工作的最多人数，人；4每人每分钟供给的风量，M3/MIN；K矿通包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素的矿井风量备用系数，K矿通取12四采区设计同时工作的最多人数为57人，其中341采煤工作面劳动定员33人，两个掘进工作面劳动定员分别为12人故Q采需457122736M3/MIN。（二）按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和计算Q矿需QCFQ掘Q硐IQ其它IK矿通式中QCF采煤工作面需要风量的总和，M3/MIN；Q掘掘进工作面需要风量的总和，M3/MIN；Q硐I硐室需要风量的总和，M3/MIN；Q其它I矿井除了采煤、掘进、硐室地点外的其它需要通风井巷的风量总和，M3/MIN；K矿通包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素的矿井风量备用系数，K矿通12。1、采煤工作面实际需要风量总和的计算按煤矿安全规程及有关计算细则规定，每个采煤工作面的实际需要风量，应按采煤工作面的瓦斯、二氧化碳涌出量和爆破后的有害气体产生量以及工作面气温、风速和人数等规定分别进行计算，然后取其中最大值。采煤工作面需要风量的计算方法如下（以341采煤工作面为例）按采煤工作面气象条件进行计算QCF6070VCFSCFKCHKCLQCF采煤工作面需要风量，M3/MIN；VCF采煤工作面的风速，采煤工作面进风流的温度与对应风速调整系数取值（见表5）；温度21，采煤工作面风速取12（M/S）；SCF采煤工作面的有效断面积，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算，取26352；KCH采煤工作面采高调整系数，查表采高2550M及放顶煤采面调整系数取12；（341采煤工作面实际采高平均为20M，因为放顶煤开采，故取12）；（见表6）；KCL采煤工作面面长调整系数，341采煤工作面面长48M，调整系数取09（见表7）；QCF6070122635212092873/MIN表5采煤工作面进风流温度与对应风速调整系数采煤工作面进风流气温（）采煤工作面风速（M/S）65提物时（2）、提升两个煤车时最远点静拉力计算QB根据公式QBGN1QZQKSINF1COSLPSINF2COS982618100002920015095617009029205095698991321178198327KN钢丝绳安全系数计算M根据公式M15QSQB9832715判断绞车额定牵引力16KN实际提升时最大静张力98327KN钢丝绳安全系数1565提物时6、选型结论提升1辆矸石车或2辆煤车，选用JD40型调度绞车符合提升运输要求附图四采区提升运输系统图（图9）第五节采区供电系统一、采区供电的要求1、电压允许偏差电压偏差计算公式如下电压偏差100额定电压额定电压实际电压电能质量供电电压允许偏差（GB1232590）规定电力系统在正常运行条件下，用户受电端供电电压允许偏差值为（1）35KV及以上供电和对电压有特殊要求的用户为额定电压的55；（2）10KV及以下高压供电和低压电力用户的电压允许偏差为用户额定电压的77；（3）低压照明用户为额定电压的510。若采区供电距离长，负荷大，压降超过上述规定下线范围时，为了保证用电设备的正常运行，改善电压偏差的最有效的措施是就地进行无功功率补偿，及时调整无功功率补偿量，无功负荷的变化在电网各级系统中均产生电压偏差，它是产生电压偏差的源，因此，就地进行无功功率补偿，及时调整无功功率补偿量，从源上解决问题，是最有效的措施。2、三相电压不平衡根据电能质量三相电压允许不平衡度规定电力系统公共连接点正常运行方式下不平衡度允许值为2，短时间不得超过4。3、电网频率电能质量电力系统频率允许偏差（GB/T155431995）中规定电力系统频率偏差允许值为02HZ，当系统容量较小时，偏差值可放宽到5HZ5HZ，标准中没有说明容量大小的界限的电网容量在300万KW以上者为02HZ；电网容量在300万KW以下者为05HZ。4、波形正常情况下，要求电力系统的供电电压（或电流）的波形为正弦波，在电能的输送和分配过程中不应该使波形产生畸变，还应注意负荷中谐波源（装整流装置等）的影响，必要时采取一定措施消除谐波的影响。5、供电可靠性供电可靠性是衡量电能质量的一个重要指标，必须保证供电的可靠性，采用双回路。6、费用和环境要求采区变电所要便于对硐室的扩大和设备的增加，同时便于体积较大的变压器等设备直接通过运输上山运到采区变电所硐室减少运输设备的费用。在满足费用要求的同时还要满足顶板坚固，无淋水且通风良好，保证变电所硐室内的温度不超过附近巷道5。根据采区巷道布置，要使采区变电所能顺利的通过运输平巷向整个采区的负荷中心（采煤工作面）进行供电。在回风上山和运输上山联络巷处，低压供电距离合理，并且不必移动采区变电所就能对采区的采煤、掘进及回采等进行供电。所以把采区变电所布置在回风上山和运输上山联络巷处。二、拟定采区供电系统的原则1、采区高压供电系统的拟定原则供工作面的采区变（配）电所由两回路电源线进行供电，本设计采用两回路高压并列供电方式；双电源进线在变电所内分别设置电源进线开关，为保证供电的连续、可靠及检修方便，在两路高压进线端设置高压联络开关。2、采区低压供电系统的拟定原则在保证供电安全可靠的前提下，力求所用的设备最省；原则上一台启动器只能控制一台设备；从变电所向各配电点或配电点到用电设备采用辐射式供电，上山及顺槽运输机采用干线式供电；工作点配电点最大容量电动机的启动器应靠近配电点进线；供电系统应尽量避免回头供电；局部通风机和掘进工作面中的电气设备必须装有风电闭锁装置。在掘进工作面应装设两闭锁（风电闭锁、瓦斯电闭锁）装置，并实现双风机双电源自动切换，且风机双电源进线必须分别来自不同的变压器。一、四采区供电系统的确定1、采区变电所位置及供电方案的确定依据采区变电所位置确定原则结合现场实际情况，经分析比较确定100变电所距离四采区100M左右，考虑供电距离较近，可为四采区工作面机电设备进行供电。100变电所采用6KV双回路电源供电，电源引自井下37中央变电所不同母线段。分别采用ZRMYJV22350型铠装电缆2条，沿37水平大巷和暗斜井井筒敷设至井下100变电所，实现对四采区双回路供电。采区用电设备电压采用660V，照明信号电压采用127V。2、采区用电设备统计采区用电设备配置表电动机设备名称额定功率（KW）额定电压（V）数量备注液压泵376601小绞车256601排水泵156601煤层注水泵46601照明信号综保4KVA1272皮带机2306601皮带机11856601皮带机1156601刮板运输机1156601刮板运输机2156602合计（）NP2575采区电气设备技术特征电动机设备名称型号额定功率KW额定电压V备注液压泵BRW80/2037660小绞车JD2525660SPJ800230660SPJ6501185660皮带机SPJ650115660115刮板输送机SGB30215660照明信号综保WZXZ4I4KVA1273、采区设计图100变电所供电系统图（图101）。341采煤工作面供电系统图（图102）。4、采区负荷计算及变压器容量的确定。100变电所变压器容量的选择查煤矿电工手册表1031（井下用电设备的需用系数及平均功率因数表），炮采工作面（缓倾斜煤层）需用系数，平450SK均功率因数，则变电所总视在功率为650COSKVA17865427RKPSN式中所计算的电力负荷总的视在功率，KVA；S参加计算的电力设备（不包括备用）额定功率之和，NPKW；参加计算的电力负荷的平均功率因数,；COS炮采工作面（缓倾斜煤层）需用系数，取045SK根据计算负荷，选用一台KBSG200/6型干式变压器即可满足要求，结合我矿供电设备实际情况，该采区变电所应选用两台KBSG200/6型干式变压器。5、采区低压网络计算电缆型号的确定从37中央泵房变电所向100变电所高压电缆选用ZRMYJV22350型电缆。从100变电所向机运前两部胶带输送机、341溜子道、341材料道及各磁力启动器至电动机之间的电缆均选用MY型矿用阻燃橡套电缆。电缆长度的确定电缆长度应考虑敷设时的垂度余量，即XZLA式中支路电缆的实际长度，KM；Z电缆敷设时对高压电缆要求的系数，一般取A105；电缆敷设时对橡套电缆要求的系数，一般取11。37中央泵房变电所至100变电所所ZRMYJV22350型高压电缆实际长度KM9085701AXZL式中085737中央泵房变电所至100变电所的距离，KW。100变电所至341溜子道馈电开关低压电缆实际长度KM1650491AXZL式中0149100变电所点至341溜子道总馈电开关的距离，KW。100变电所至341材料道馈电开关低压电缆实际长度KM101AXZL式中01100变电所至341材料道馈电开关的距离，KW。高、低压电缆截面选择计算高压电缆截面的选择及压降校验A、按最大负荷选择电缆截面AUSINMM25637式中变电所总视在功率。查煤矿电工手册表12220，根据计算结果，选取10MM2即可满足要求，根据我矿实际情况及经济性考虑，实际选用ZRMYJV22350型6KV聚氟乙烯绝缘铠装电缆。当供电系统最大运行时，37中央泵房变电所至100变电所首段发生三相短路电流,AIIDK25790531152MIN3其中，电阻R10429/KM09KM0386电抗X10063/KM09KM005738604539079AVRXUID5038602622221MINB、按煤矿电工手册式1038校验电缆截面2F3MINM304952570TCIAK式中电缆短路时热稳定要求的最小截面。MM2IN查煤矿电工手册表1033，电缆为铜芯，且电缆线路中间有接头，假想时间（瞬动时间）带入式，493C250TF得供100采区变电所电缆最小截面应不小于10MM2，现按供电负荷所选电缆为铜芯50MM230MM2，短路热稳定校验合格C、按短路时热稳定校验电缆截面ZRMYZV22335型高压铠装电缆阻抗值KM/3860OR459OX平均功率因数取，则60COS80SIN电缆最大负荷运行时电流为AIM25高压线路最大压降VXRLIUOOM23）8045396038（90371）SINCO310KV以下的供电线路的电压损失，按全国供电规则的规定，在正常情况不超过7，该线路电压损失百分数为，符合要求。738016023EU低压干线电缆截面的选择及校验A、机运前两部胶带输送机及341材料道A机运第一部胶带输送机，电动机功率为230KW，供电长度为145M，其电源支线负荷为60KW，额定电流为AUPINJP705607321COS31根据电缆的安全载流量，选用铜芯16MM2阻燃电缆即可满足要求，考虑线路损耗，选用35MM2阻燃电缆，则电源支路压降为VURPNJP8601451B机运第二部胶带输送机，电动机功率为1185KW，供电长度为45M，其电源支线负荷为185KW，额定电流为AUPINJP21750673218COS32根据电缆的安全载流量，选用铜芯4MM2阻燃电缆即可满足要求，为降低供电线路电压降损失，选用铜芯10MM2阻燃电缆，则电源支路压降为VURPNJP72604512582B、341材料道A煤层注水泵，电动机功率为4KW，供电长度为40M，其电源支线负荷为4KW，额定电流为AUPIN64750673214COS3注根据电缆的安全载流量，选用铜芯4MM2阻燃电缆即可满足要求，为降低供电线路电压降损失，选用铜芯10MM2阻燃电缆，则电源支路压降为VURPN606045124注B液压泵，电动机功率为37KW，供电长度为80M，其电源支线总负荷为41KW（437），额定电流为AUPIN4750673214COS3液根据电缆的安全载流量，选用铜芯10MM2阻燃电缆即可满足要求，为降低供电线路电压降损失，选用铜芯16MM2阻燃电缆，则电源支路压降为VURPN95607314液C小绞车，电动滚筒功率为25KW，供电长度为5M，其电源支线总负荷为66KW（2541），额定电流为AUPIN75067321COS3绞根据电缆的安全载流量，选用铜芯16MM2阻燃电缆即可满足要求，为降低供电线路电压降损失，选用铜芯25MM2阻燃电缆，则电源支路压降为VURPN4060584绞C、在341材料道入口处安设一台KBZ2400型智能馈电开关，并安设照明信号综保一台4KVA，供电长度为110M，其电源支线总负荷为70KW（664），额定电流为AUPIN8275067321COS3材根据电缆的安全载流量，选用铜芯16MM2阻燃电缆即可满足要求，为降低供电线路电压降损失，选用铜芯35MM2阻燃电缆，则电源支路压降为VURPN76017材100变电所安设一台KBZ2400智能馈电开关，作为机运前两部胶带输送机、341材料道馈电开关的总馈电开关，馈出电源干线长度为5米，总负荷为60185701485KW；运输设备综合需用系数KX取06，其主干线正常工作电流为AUPINX1037560732148COS3干根据电缆的安全载流量，选用铜芯25MM2阻燃电缆即可满足要求，为减小供电线路的压降，选用铜芯50MM2阻燃电缆，则电源干线压降为VURPKUNX50604851干100变电所1供电变压器为KBSG200/6,该变压器总负荷为,1485KW，综合需用系数取KX06查资料，KBSG200/6变压器，RB00056XB00315取COSPJ07则TGPJ102PBSKXPWQBSPBSTGPJ10395102106029KVAR所以UBUEXQRBSBS6V60031529159103所以，U2780659047056311伏100变电所供电线路末端（341材料道煤层注水泵处）实际电压为U实UU6933116619V通过计算机运前两部胶带输送机、325材料道供电电缆截面选择及压降满足要求。C、341溜子道A第五部刮板输送机，电动机功率为215KW，供电长度为7306091E实U30M，其电源支线负荷为30KW，额定电流为AUPINL357067321COS35根据电缆的安全载流量，同时考虑线路压降，选用铜芯16MM2阻燃电缆即可满足要求，则电源支路压降为VURPNL816037135B排水泵，电动机功率为15KW，供电长度为50M，其电源支线总负荷为45KW（1530），额定电流为AUPIN52706732145COS3排根据电缆的安全载流量，选用10MM2铜芯阻燃电缆即可满足要求，考虑线路压降损失，选用16MM2铜芯阻燃电缆，则电源支路压降为VURPN6460537145排C第四部刮板输送机，电动机功率为215KW，供电长度为80M，其电源支线总负荷为75KW（3045），额定电流为AUPKINXL7506732185COS34根据电缆的安全载流量，选用16MM2铜芯阻燃电缆即可满足要求，考虑线路压降损失，选用25MM2铜芯阻燃电缆，则电源支路压降为VURPKUNXL660084758绞4D第三部刮板输送机，电动机功率为215KW，供电长度为160M，其电源支线总负荷为105KW（7530），额定电流为AUPKINXL98750673218COS3根据电缆的安全载流量，选用25MM2铜芯阻燃电缆即可满足要求，考虑线路压降损失，选用35MM2铜芯阻燃电缆，则电源支路压降为VURPKUNXL12601583E第二部胶带输送机，电动机功率为15KW，供电长度为15M，其电源支线总负荷为120KW（10515），额定电流为AUPKINXP10475607321COS32根据电缆的安全载流量，选用25MM2铜芯阻燃电缆即可满足要求，考虑线路压降损失，选用35MM2铜芯阻燃电缆，则电源支路压降为VURPKUNXP261600512752F第一部刮板输送机，电动机功率为15KW，供电长度为5M，其电源支线总负荷为135KW（12015），额定电流为AUPKINXL1075607321COS31根据电缆的安全载流量，选用25MM2铜芯阻燃电缆即可满足要求，考虑线路压降损失，选用35MM2铜芯阻燃电缆，则电源支路压降为VURPKUNXL506013571G在341溜子道入口处安设一台KBZ2400型智能馈电开关，并安设照明信号综保一台4KVA，供电长度为165M，其电源支线总负荷为139KW（1354），额定电流为AUPKINOS3溜根据电缆的安全载流量，选用铜芯35MM2阻燃电缆即可满足要求，为降低供电线路电压降损失，选用铜芯50MM2阻燃电缆，则电源支路压降为VURPKUNX10605481397溜100变电所安设一台KBZ2400智能馈电开关，作为341溜子道馈电开关的总馈电开关，馈出电源干线长度为5米，总负荷为139KW；运输设备综合需用系数KX取06，其主干线正常工作电流为AUPKINOS3干根据电缆的安全载流量，选用铜芯35MM2阻燃电缆即可满足要求，为减小供电线路的压降，选用铜芯50MM2阻燃电缆，则电源干线压降为VURPKUNX3506048517干100变电所2供电变压器为KBSG200/6,该变压器总负荷为,139KW，综合需用系数取KX07查资料，KBSG200/6变压器，RB00056XB00315取COSPJ07则TGPJ102PBSKXPE13907973KWQBSPBSTGPJ97310299246KVAR所以UBUEXQRBSBS56V6003152495397所以，U184666121260510035564271伏100变电所供电线路末端（341材料道第五部刮板输送机处）实际电压为U实UU693427165029V通过计算341溜子道供电电缆截面选择及压降满足要求。6、采区高、低压开关选择低压开关的选择715060295E实U四采区低压供电电压为660V，所选低压开关为660V电压等级。低压开关的整定电流按电气设备长期工作电流确定。低压总馈电开关及各分路馈电开关选用KBZ2400型开关，该开关具有过载、短路、欠压、断相、失压、三相不平衡、漏电闭锁、瓦斯断电、对称性漏电保护及选择漏电保护功能，并可外接远方分闸按钮，采用液晶汉显智能保护器操作直观简便，能实时显示系统电压、电流计时钟、日期，具有记忆功能，能记忆故障类型、故障时间、故障的电流值机系统电压等，是检修、维护更方便，具有软硬件自检功能，如线路问题，系统给出相应的出错信息。需要远方控制和经常启动的设备，如胶带输送机采用QBZ80型真空磁力启动器。需要正反转控制的设备，如调度绞车、回柱绞车，采用QBZ80N型可逆真空磁力启动器。对于煤层注水泵，采用QJZ330型磁力启动器。向照明信号设备供电的采用WZXZ4I型照明信号综合保护装置。2高压设备选择100变电所选用PBG12100/6型和PBG12100/6Y型高压隔爆型高压真空配电装置，该配电装置具有欠压保护、高压漏电保护、反时限过流保护、短路速断保护、操作过电压保护、用电计量、绝缘监视、对跳闸原因长期记忆（可反复查阅），配电装置保护装置具有计算机自检功能，确保自身不带故障运行、可模拟故障试验功能。6、采区高、低压电网保护装置整定计算及灵敏度校验1高压动力变压器内部以及低压侧出线端发生的短路故障，使用高压配电装置来切除的，因此，它的瞬时过流继电器整定值必须大于变压器的尖峰负荷电流，而小于其低压侧出线端的最小两相短路电流。高压隔爆型高压真空配电装置整定，如下KG427过电流继电器的整定AIKINNT57】1）375148（6537【81）（412STRA，取整定值60AKG502过电流继电器的整定AIKINNT49】15）3019（6530【781）（412STRA，取整定值50A式中，高压配电箱的过电流继电器电流整定值，A；AI启动电流最大的一台或几台（同时启动时）STN电动机的额定，A；其余电气设备的额定电流之和，ANI变压器的变压比，每当电压为6000/690V时，RTK为87；可靠系数。412KG427电子式过流整定倍。50，取整定值5017823GERSTIKTNNKG502电子式过流整定倍。40，取整定值40178352GERSTIKTNN式中，高压开关额定电流，100AAI过载整定（按变压器一次侧额定电流整定）AIZ2063E根据计算，取整定值,即02倍。ZGEI灵敏度校验，灵敏度满足要求。5162107839AR2IKTSCS式中，灵敏度系数；S变压器低压侧母线上的最小两相短路电流，2SCA查煤矿电工手册表1319得。过流继电器的实际电流整定值，AAI2低压开关644馈电开关644为KBSG200/6型1变压器后的总开关，负荷为341溜子道70KW、机运第一部胶带输送机60KW、机运第二部胶带输送机185KW，总负荷为1485KW。过流整定AIIQ51）】1）605148（650【）（EEA，取515A过载整定AIIZ175481E15对于KBZ2400馈电开关，取整定值175A,短路倍数。倍4倍，取31758AZI灵敏度校验计算F1的短路电流值，查煤矿电工手册表1319，求得，由电源变压器至F1的电缆换算长度为M715030L于是查煤矿电工手册表13116，求得F1点得两相短路电流为，则AISC253，符合要求。51348总JCTS材SK开关66负荷为341溜子道70KW。过流整定AIIQ293）】15）370（61537【）（EEA，取295A过载整定AIIZ580715E15对于KBZ2400馈电开关，取整定值80A,短路倍数。倍4倍，取738029AZI灵敏度校验计算F1的短路电流值，查煤矿电工手册表1319，求得，由电源变压器至F1的电缆换算长度为M715030L于是查煤矿电工手册表13116，求得F1点得两相短路电流为，则AISC253，符合要求。5189材TSC材SK开关62馈电开关62为机运第一部胶带输送机总开关，负荷为60KW。过流整定，取485AAIIQ483】71560【）（EEA过载整定AZ91515对于KBZ2400馈电开关，取整定值70A,短路倍数。倍7048AZI灵敏度校验计算F2的短路电流值，查