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1908 采煤 作业 规程

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山西古县晋辽柳沟煤业有限公司 1908改造综采工作面作业规程 第1章 概 况 第一节 工作面位置及井上下关系 1908改造综采工作面位于一采区皮带运输大巷以东。工作面东侧为井田边界，北侧为1906采空区，之间有隔离煤柱20m。工作面上限标高为812.952m，下限标高为796.122m。工作面可采走向平均长40m，倾斜平均宽77m。地表为山区；有山坡、陡坎、沟谷、丘陵、耕地，在设计停采线以西。地表标高为1034.5m至925m。 见附图1：井上下对照图 表1：工作面境界、范围 东 西 走 向 南 北 倾 向 西 部 东 部 北 部 南 部 一采区皮带运输大巷 1908改造泄水巷 1906工作面 矿界 第2节 煤层与顶底板 9煤与10煤在此区域范围内合层开采，中间夹薄层粉砂岩厚平均0.3米。9煤层平均厚0.95m，10煤平均厚1.1m。煤层平均倾角4。9煤煤层直接顶板为K2石灰岩,厚9.9m，中间夹0.6m泥岩。K2石灰岩坚硬、致密、节理裂隙、溶洞都十分发育，含少量植物化石。煤层底板为黑灰色粉砂岩，厚3.2m，坚硬、致密，层节理发育，含少量植物化石。 见附图2：地层综合柱状图 表2：顶底板特征表 顶 底 板 岩 石 类 别 厚 度 顶 板 老 顶 K2石灰岩 6.6m 直 接 顶 K2石灰岩 3.3m 伪 顶 —— —— 底 板 黑灰色粉沙岩 3.1m 第三节 地质构造 该区域地质条件较简单，断层、陷落柱均发育，从工作面巷道实际素描情况： 1、该工作面实见断层有2条，断层性质、产状、落差及对生产影响情况详见断层一览表。 2、该工作面掘进过程中，在回风顺槽实见2个陷落柱，由于该区域陷落柱较发育，预计在回采时还可能会遇见其它中小型陷落柱及构造。 表3：断层一览表 位置 断层编号 性质 走向 倾向 倾角 落差（m） 对生产影响情况 1908改造 运输顺槽 F1 逆 236 326 20 0.6 1908改造 回风顺槽 F2 逆 93 183 20 0.5 第四节 水文地质 1、该区域水文地质条件较简单，煤层顶板石灰岩溶洞发育，岩溶裂隙水发育。建议在回顺和运顺各设一趟4寸排水管路，并通过排水管路将工作面涌水、积水及时排至主水仓。 2、该工作面与1906采空区相邻，间距20米，1906采空区内可能有大量积水，回采前必须先进行探放水。 第五节 影响回采的其它因素 1、该工作面顶板节理裂隙都十分发育，应加强顶板支护和管理，特别要加强过断层前后顶板支护和管理。 2、煤层埋藏较浅，在采动期间会出现地表塌陷和裂缝的情况，应定期进行观测，若发现地表塌陷、滑坡等裂缝情况时应立即采取有效措施进行处理。 第六节 储量及服务年限 一、 储 量 煤层 名称 工作面尺寸 平均煤 层厚度 （m） 地质 储量 （万吨） 可采 储量 （万吨） 煤层生 产能力 （t/m2） 工作面 回采率 （%） 容重（t/m3） 走向（m） 倾向 （m） 9+10煤 40 77 2.6 0.81 0.8 3.56 95% 1.37 表4：储量情况表 二、工作面服务年限 工作面服务年限等=可采储量预计月产量=0.8万吨1560吨/天=16（天）。 第2章 采煤方法 第1节 巷道布置及工作面设计 一、巷道布置概况 该工作面位于一采区皮带运输大巷以东，工作面上限标高为812.952m，下限标高为796.122m。 表5：工作面设计参数表 采煤方法 综合机械化采煤 落煤方式 机采 工作面长 77m 倾角 4～8 采高 （平均） 2.6m 作业方式 一班制 循环进度 0.6m 顶板管理 全部垮落法 采煤机 MG300/700-WD 工作面运输机 SGZ764/630 最大控顶距 5.2 最小控顶距 4.6 该工作面采用走向长壁后退式方法采煤。综合机械化采煤工艺具有生产能力大、机械化程度高、劳动效率高、巷道维护期短等优点；而且支撑掩护式液压支架支撑力大、切顶能力强，能够有效支护顶板，稳定性好。 二、工作面回风顺槽 1、回风顺槽为矩形断面，支护形式采用锚索支护，巷道断面规格为：宽高＝3m2.6m。 2、管线铺设在靠右下帮铺4寸供风管一条、4寸供水管一条、4寸排水管一条。 3、巷道用途：工作面回风、行人等。 三、工作面运输顺槽 1、运输顺槽为矩形断面，支护形式采用锚索支护，巷道断面规格为：宽高＝4.2m2.7m。 2、管路铺设：靠右下帮铺设4寸供风管一条、4寸供水管一条、4寸排水管两条。 3、巷道用途：主要用于工作面的进风，运煤、行人。 四、切眼 切眼断面6.32.6m，采用锚索支护。 见附图3：工作面平面布置示意图 第2节 　 采煤工艺及方法 一、采煤方法 该工作面采煤方式为走向长壁后退式，采煤工艺为综合机械化采煤。 1、 工艺顺序：割煤→运煤→移架→推溜。 2、 根据工作面实际情况放震动炮时工艺顺序为：打眼→装药→爆破→割煤→运煤→移架→推溜。 3、落煤：采用采煤机螺旋滚筒截割落煤，滚筒截深0.6m。 4、装煤：采煤机螺旋滚筒配合刮板运输机铲煤板装煤。 5、运煤：工作面运输机运煤到转载机再到皮带输送机。 6、支护：工作面采用液压支架支护，回风顺槽、运输顺槽超前支护采用单体液压支柱、π梁及铰接梁顶联合支护。 二、割煤方法 1、采煤机在工作面端头斜切进刀方式，双向割煤，追机移架、移溜。 2、采煤机割煤时，前滚筒在上部割顶煤，后滚筒在下部割底煤。 3、采煤机往返一次割煤两刀，每刀截深0.6m。 三、进刀方式及说明 采煤机采用斜切进刀方式。 1、采煤机在工作面端头沿运输机弯曲段切入煤壁，直至后滚筒全部进入煤壁为止。 2、将运输机机尾推靠煤壁，与此同时，升后滚筒、降前滚筒。 3、采煤机朝机头（尾）方向割煤，待割透煤壁后再调换上、下滚筒。 4、采煤机反向正常割煤，一直到机头割透煤壁完成一刀。 5、将两个滚筒的上下位置调换，为割下一刀做好准备，采煤机反向沿运输机弯曲段切入煤壁。如此往复进行。 见附图4：斜切进刀方法示意图 四、推移工作面运输机方式 采用支架推移千斤顶推移工作面运输机，推移步距为0.6m，推移刮板运输机滞后采煤机15～20m。运输机弯曲度不得超过3，推移刮板运输机时最小弯曲段不得小于15m，追机推移。 五、工作面正规循环生产能力 W=LShrc=（770.62.61.3795%）t =156.3t 式中W——工作面正规生产能力，t； L——工作面平均长度，77m； S——工作面循环进尺，0.6m； h——采高，2.6m； r——煤的视密度，1.37t/m3； c——采出率，95%。 第3节 设备配置 一、设备配备情况 1、选用MG300/700—WD型交流电牵引采煤机一台，主要技术参数如下： 采高范围 1.8-3.6m 整机功率 700kw 滚筒直径 1800mm 卧底深度 314mm 截深 800mm 牵引型式 电牵引 操纵方式 遥控 2、液压支架的主要技术特征： 支架型号：ZZ6800/18/35 ZY5600/17/28 ZTZ14000/18/35 数 量： 48组 4组 2组 工作阻力：6800KN 5600 KN 14000KN 推移行程：600mm 600mm 600mm 适应倾角：0-15 0-15 0-15 3、中双链刮板运输机1部，其主要技术参数如下： 型号 SGZ764/630 电机功率2315KW 输送能力 1200t/h 链速 1.3 m/s 中部槽规格（长内宽高） 1500730365mm 4、中双链桥式转载机1部，其主要技术参数如下： 型号 SZZ764／200 电机功率 100/200kw 输送能力 1500t/h 链速 1.62m/s 5、锤式破碎机1部，其主要技术参数如下： 型号 PCM-1000 电机功率 100 kw 主轴转速 374 r/min 锤头数 8个 见附图5：工作面设备布置示意图 第3章 顶板控制 第1节 支 护 设 计 一、支架计算、支护 工作面支架选择计算 （1）求顶板压力 根据公式：P=KMγg =102.62.69.8=662.48KN/㎡ 其中：P：顶板压力 K：估算系数（取10） M：采高（取2.6m） γ：上覆岩石容重（取2.6T/m3） g：9.8 取P=662.48KN/㎡ （2）支护设计及支护强度校核 工作面选用ZZ6800/18/35、ZF5600/17/28型两种液压支架。ZZ6800/18/35型支架额定工作阻力为6800KN/架，初撑力为6184KN/架。ZF5600/17/28型支架额定工作阻力为5600KN/架，初撑力为4652KN/架。工作面最大控顶距为5.2m，最小控顶距为4.6m，ZZ6800/18/35、ZF5600/17/28型液压支架宽度都为1.5m。 ①工作面最小控顶距时支护面积计算 S小=4.61.5=6.9m2 工作面最小控顶距时支护强度 P强1=68006.9 =985.5KN/㎡ P强2=56006.9 =811.6KN/㎡ ②工作面最大控顶距时支护面积计算 S大=5.21.5=7.8m2 工作面最大控顶距时支护强度 P/强1=68007.8=871.7KN/㎡ P/强2=56007.8=717.9KN/㎡ 经计算两种液压支架支护强度均大于工作面顶板压力，符合要求。 （3）支架数量计算 工作面倾斜长77m，共54架 表6：工作面条件与支架适应条件对照表 项目 工作面条件 所选支架及其适应条件 ZZ6800/18/35 ZF5600/17/28 ZTZ14000/18/35 采高 2.6m 1.8—3.5m 1.7—2.8m 1.8—3.5m 平均倾角 6 0—15 0—15 0—15 煤厚（含夹矸） 2.6m 1.8—3.5m 1.8—3.5m 1.8—3.5m 煤硬度 2 最大3.5 最大3.5 最大3.5 支护强度 662.48KN/m 985.5KN/m 811.6KN/㎡ 871.7KN/m 二、乳化液泵 1、选型、数量 乳化液泵数量为2台（即两泵一箱）。主进液管为Φ32mm ，主回液管为Φ51mm。 主要技术参数如下： 乳化泵型号 BRW-200/31.5 公称流量 200L/min 公称压力 31.5Mpa 电机功率 125kw 卸载阀整定值 30Mpa 2、泵站设备位置 泵站安设在运输顺槽变电列车尾部。 3、泵站使用规定 （1）使用乳化液自动配比装置，乳化液浓度保持在3%～5%之间，并经常用折射仪检查配比浓度。 （2）要加强泵站设备管理的维修和保养，保持液压系统完好，杜绝跑、冒、滴、漏、窜液现象。 第2节 工作面顶板控制 一、正常工作时期顶板支护方式 1、工作面顶板支护采用ZTZ14000/18/35型端头支架2组、ZZ6800/18/35型支架48组，ZF5600/17/28型支架4组共计55组液压支架对顶板实行全面支护控制。最小控顶距为4600mm，最大控顶距为5200mm。 2、工作面采用追机移架方式对顶板进行及时支护，支架工及时在本段内按采煤机前进方向由后向前顺序移架。 二、正常工作时期特殊顶板支护方式 1、顶板破碎时要紧跟采煤机带压擦顶移架或拉超前架，即当发现片帮严重时，采煤机割煤前，先行移架，然后再进行其它操作，工艺为割煤—移架—移运输机，移架步距为0.6m。 2、严禁重复升、降支架造成顶板剧烈活动，从而发生顶板冒落。 3、工作面采高要严格控制，禁止超高回采，以保证支架有足够的支撑力。 三、特殊时期的顶板控制 1、 工作面来压前的顶板管理,初期来压、周期来压。 （1）工作面老顶来压前，必须及时收集液压支架的压力监测数据做好分析预测预报。 （2）工作面移架应做到少降快移，升架时达到初撑力。 （3）支架工随时注意观察煤壁、顶板情况，发现片帮、掉顶等现象及时移架进行支护。 （4）加强支架检修，保证完好，确保工作面支架整体支护强度。 （5）加强工作面两端三角点顶板控制，压力增大时要及时备棚，掉顶处要刹实、刹严。 2、过断层及顶板破碎时的顶板控制 （1）工作面过断层时应加强支架、采煤机、转载机、运输机、破碎机检修，严禁“带病”运转。 （2）断层上下两盘必须调平进行过渡，防止支架出现高低不平。 （3) 采用带压移超前架支护，相邻支架错茬不大于顶梁侧护板高度2/3，必须达到不挤、不倒、不咬，保持良好支护状态。 3、初期来压，周期来压时的顶板控制 （1） 初期来压期间，必须及时加强观察工作面内支架（柱）的初掌力及支架支护状态，确保支护良好。 （2） 每班作业前，必须对运输顺槽、回风顺槽顶板情况进行观测，发现问题及时进行处理。 （3） 超前加强支护20m内出现片帮或顶板破碎时及时采用架棚支护或补打点柱进行支护，单体液压支柱保证支撑有力、牢固，严禁打在浮煤上。 （4） 支架（柱）且供回液管路必须完好无损，严禁跑、冒、滴、漏或阀组串液等现象。 （5） 初次放顶、周期来压期间必须严格控制采高。 （6） 在工作前必须先进行“敲帮问顶”并认真清理好退路确认安全可靠后方可作业。 （7） 工作面运输顺槽、回风顺槽两尾巷处不能及时冒落的，必须采取强制放顶。 （8） 采煤机割煤后要及时移架，移架与采煤机后滚筒的距离不超过6m，防止长期空顶。 4、工作面停采时另行编制措施。 第3节 运输顺槽、回风顺槽顶板控制 一、运输顺槽、回风顺槽的顶板控制 1、支护要求 运输顺槽、回风顺槽超前加强支护的距离不小于20米，采用DZ-2.8/100单体液压支柱与铰接顶梁及π梁进行超前架棚联合支护。 2、支护方法 ①运输顺槽超前加强支护，使用DZ-2.8/100型单体液压支柱与JHDA-1.2型金属铰接顶梁联和支护，柱距：1.2m；排距要求：机道宽2.4m，两侧单体距上帮0.5m，下帮0.5m，行人道宽不小于0.8m，高不小于1.8 m。铰接顶梁上对应单体支柱处架设2.6mπ梁。两组π梁之间用4～6根木柈接实顶板。 ②回风顺槽超前加强支护，使用 DZ-28/100型单体液压支柱与JHDA-1.2型金属铰接顶梁联和支护，柱距：1.2m、排距2.0m，两侧单体距上帮0.5m，下帮0.5m。铰接顶梁上对应单体支柱处架设2.6mπ梁。π梁之间用4～6根木柈接实顶板，并用木楔打紧。 3、支护质量标准 （1）单体液压支柱要打成一条直线，其偏差不得超过50mm。支柱上齐防倒装置。巷道超高处必须用圆木或木柈刹实接顶，在移两顺支架前，将支架前的锚索进行拆除，禁止超前回收其它锚索。 （2）单体支设应垂直于巷道的顶、底板，柱窝必须挖到硬底，找不到硬底支柱穿铁鞋（铁鞋规格：0.40.150.1m）；单体活柱行程保留不得小于200mm。 (3)所有单体三项阀方向必须一致，全部朝采空区。 二、工作面端头及安全出口的管理 1、端头支护形式： 工作面下端头采用两组端头支架支护，上端头采用支架支护顶板，每推进两个循环端头支架前移一次。当两顺内支架与两顺煤帮距离超宽时，必须采取以下措施： （1） 支架与巷帮之间的距离大于0.8m时，沿巷道走向支设一组迈步抬棚，采用DZ-28/100型单体液压支柱配合3.6m长的л型钢梁支护，每根л型钢梁下打三根单体支柱，并上好防倒装置。形成迈步抬棚。迈步抬棚与液压支架平行前移，步距0.6m。 （2）两顺安全出口支架梁端与超前支护间距严禁超过1.0m。大于1.0m时在支架梁端与相对应的支柱中间，利用单体与π梁架设一梁两柱单体棚。 （3）支护单体时，底部必须达到硬底，若遇底板松软时单体必须穿铁鞋（规格：0.40.150.1m)。 2、端头支护要求：必须满足要求，保证工作面下部出口的安全；以不影响输送机机头、转载机机尾的正常运转，并要为维护和操纵设备人员留出足够活动空间；要能够保证机头、机尾的快速移置，缩短端头作业时间，提高开机率。 3、安全出口高度：《煤矿安全规程》规定综合机械化工作面安全出口高度不得低于1.8m，工作面两端头巷道净宽不小于0.8m。 三、支护材料的存放管理 1、回风顺槽、运输顺槽超前加强支护材料必须备有余量，DZ-28/100单体50根、铰接梁20根、π梁20根、圆木20根、木柈50根。损坏的单体、铰接梁不得使用，及时升井更换。 2、单体、铰接梁、π梁、圆木、木柈等必须码放整齐，并挂好标志牌。 3、单体、铰接梁等三铁设施，必须建账统一管理，现场牌板与实物相符。 4、支护材料存放于运输（回风）顺槽距工作面50～80m处。 见附图6：工作面支护布置示意图 第4节 矿压观测 一、观测的目的 1、掌握矿压显现规律，初次来压，周期来压步距。 2、分析支架与围岩的相互作用关系，掌握该支架对工作面及类似的条件下的适应能力。 二、矿压观测仪器 工作面液压支架安装YHY-60型液压支架测力仪。测点布置：工作面每隔10组支架布置一个测点，每个测点设1台YHY-60型液压支架测力仪。 三、观测要求 1、综采队每天派专人负责对工作面内支架测力仪数据的收集，并将数据汇报生产技术科。 2、生产技术科负责将收集的数据进行分析处理，并及时预报矿压情况。 第4章 生产系统 第1节 供 电 1#移变： 一、负荷变压器容量 cosφ取0.7 KX取0.5 ∑Pe=（2300+237+18.5）+45+125=870.5KW Sb=∑PeKX/ cosφ=870.50.5/0.7=622KVA 实际用一台KBSGZY—1000/1.2型移动变电站。 二、电缆选择 按额定电流和额定电压选择电缆截面： 采煤机线路: IL=∑Pe KX10001.732cosφ1140 =（708.5+125+37）0.510001.7320.71140 =315A 故选择两条MCP395+125+64型电缆做为六组合干线电源电缆，其允许电流为540A＞315A 满足要求。 1#乳化泵线路： IL=∑Pe KX10001.732cosφ1140 =1250.510001.7320.71140 =45A 故选择MCP335+116+64型电缆，其允许电流为138 ＞45A，满足要求 三、电压损失计算 供电系统的允许电压损失为Uy=1260-114095%＝177Ｖ 1、变压器电压损失计算： 已知：Ur=0.73 Ux=5.45 cosφ=0.7 sinφ=0.71 β=Sb/Seb=6221000=0.6 ΔUb(%)=β(Urcosφ+Ux sinφ)( %) =0.6(0.730.7+5.450.71)(%)=2.6 % ΔUb=1200ΔUb(%)=12002.6%=31.2V 2、电缆压降的损失计算： ①、干线电缆压降计算 ΔUg1=UPLK%=1140870.50.0450.067%=30V ②、支线电缆压降计算 ΔUz1=0.5UPLK%=0.51140708.50.30.067%=81V ΔUz2=0.5UPLK%=0.51140370.0450.359%=3.4V ΔUz3=0.5UPLK%=0.511401250.030.177%=3.7V ΔU=ΔUb+ΔUg1+ΔUzl＋ΔUz2+ΔUz3 =31.2+30+81+3.4+3.7=149.3＜177V满足要求 四、开关整定计算 1、1#移变低馈头整定 ： 瞬动：Iz=4706+25+85=2930A 整定为:2950A 延动：Iz=470+25+85=580A 整定为:600A 2、1#移变高馈头整定 ： IL=∑Pe10001.732cosφ10000 =870.510001.7320.710000 =72A 瞬动：Iz=726=432A 整定为:450A 延动：Iz=72A 整定为:75A 3、采煤机整定： Iz=470A 整定为:480A 1#乳化泵整定：Iz=85A 整定为：90A 五、短路电流的计算 d1、d2、d3换算长度及两相短路电流值 短 路 点 电缆截面及实际长度 换 算 长 度 两线短 路电流 （安） 截 面 （毫米） 长度 （米） 换算 数K 各段换算 长 度 总换算长度 LH（米） d1 95 95 45 300 0.045 0.3 23.9 159 182.9 3097 d2 95 16 45 45 0.045 0.045 23.9 135 158.9 3647 d3 95 35 45 30 0.045 0.03 23.9 41 64.9 5440 2#移变： 一、供电说明 电源取自采区变电所124#高开。 二、负荷变压器容量 cosφ取0.7、KX取0.5 ∑Pe=160+125+200=485kw Sb=∑PeKX/ cosφ=4850.5/ 0.7=346KVA 实际用一台KBSGZY—500/1.2型 移动变电站。 三、电缆截面选择 按额定电流和额定电压选择电缆截面： 1、破碎机线路： IL=∑Pe KX5001.732cosφ1140 =1600.55001.7320.71140 =30A 故选择MCP335+125+64型电缆，其允许电流为138A ＞30A，满足要求。 2、1#乳化泵线路： IL=∑Pe KX5001.732cosφ1140 =1250.55001.7320.71140 =22A 故选择MCP335+125+64型电缆，其允许电流为138A ＞45A，满足要求。 3、转载机高速线路： IL=∑Pe KX5001.732cosφ1140 =2000.55001.7320.71140 =36A 故选择MCP350+316+3+32.5型电缆，其允许电流为173 ＞36A，满足要求. 4、转载机低速线路： IL=∑Pe KX5001.732cosφ1140 =1000.55001.7320.71140 =18A 故选择MCP335+116+64型电缆，其允许电流为138 ＞18A，满足要求 三、电压损失计算 供电系统的允许电压损失为Uy=1200-114095%＝117Ｖ 1、变压器电压损失计算： 已知：Ur=0.7 Ux=6.45 cosφ=0.7 sinφ=0.71 β=Sb / Seb =346500=0.7 ΔUb(%)=β(Urcosφ+Ux sinφ)(%) =0.7(0.70.7+6.450.71)(%) =3.5% ΔUb=1200ΔUb(%)=12003.5%=42Ｖ 2、电缆压降的损失计算： ①、干线电缆压降 ΔUg1=0.5UPLK%=0.511404800.050.091%=12V ② 、支线电缆压降 ΔUz1=0.5UPLK%=0.511401600.080.177%=13V ΔUz2=0.5UPLK%=0.511401250.020.177%=2.5V ΔUz3=0.5UPLK%=0.511402000.050.127%=7.2V ΔU=ΔUb+ΔUgl+Δuz1+Δuz2+Δuz3 =42+12+13+2.5+7.2 =76.7V＜117V 满足要求 四、开关整定计算 1、1#移变低馈头整定 ： 瞬动：Iz=1346+106+83=993A 整定为:1000A 延动：Iz=134+106+83=323A 整定为:340A 2、1#移变高馈头整定 ： IL=∑Pe5001.732cosφ10000 =4855001.7320.710000 =20A 瞬动：Iz=206=120A 整定为: 125A 延动：Iz=20A 整定为:25A 3、开关整定： 破碎机整定： Iz=106A 整定为：120A 1#乳化泵整定：Iz=83A 整定为：90A 转载机高／低速整定 ：Iz=134A／67A 整定为：150A／80 五、短路电流的计算 d1、d2、d3、d4、、d5换算长度及两相短路电流值 短 路 点 电缆截面及实际长度 换 算 长 度 两线短 路电流 （安） 截 面 （毫米） 长度 （米） 换算系数 K 各段换算 长 度 总换算长度 LH（米） d4 95 35 30 80 0.03 0.08 26.5 109.6 136.1 4711 d5 95 35 30 20 0.03 0.02 26.5 27.4 53.9 5730 d6 95 50 30 50 0.03 0.05 26．5 50 76.5 5470 d7 95 25 30 50 0.03 0.05 26.5 95.5 122 4711 3#移变： 一、负荷变压器容量 cosφ取0.7、KX取0.5 ∑Pe=（3152）+37=667KW Sb=∑PeKX/ cosφ=6670.5/0.7=476KVA 实际用一台KBSGZY—1000/1.2移动变电站。 二、电缆选择 按额定电流和额定电压选择电缆截面： 运输机机尾高速线路： IL=∑Pe KX10001.732cosφ1140 =3150.510001.7320.71140 =114A 选择MCP395+125+64型电缆，其允许电流为270A＞114A满足要求。 运输机机尾低速线路： IL=∑Pe KX10001.732cosφ1140 =1600.510001.7320.71140 =57.9A 选择MCP370+125+64型电缆，其允许电流为215A＞57.9A满足要求。 三、电压损失计算 供电系统的允许电压损失为Uy=1260-114095%＝177Ｖ 1、变压器电压损失计算： 已知：Ur=0.73 Ux=5.45 cosφ=0.7 sinφ=0.71 β=Sb/Seb=4761000=0.48 ΔUb(%)=β(Urcosφ+Ux sinφ)( %) =0.48(0.730.7+5.450.71) ( %) =2.1% ΔUb=1200ΔUb(%)=12002.1%=25V 2、电缆压降的损失计算： ①、干线电缆压降计算 ΔUg1=UPLK%=114010000.0450.067%=34.4V ②、支线电缆压降计算 ΔUz1=0.5UPLK%=0.511403150.150.067%=18V ΔUz2=0.5UPLK%=0.511401600.150.091%12.4V ΔUz3=0.5UPLK%=0.511403150.350067%=42V ΔUz4=0.5UPLK%=0.511401600.350.091%=29V ΔUz5=0.5UPLK%=0.51140370.0450.359%=3.4V ΔU=ΔUb+ΔUg1+ΔUzl＋ΔUz2+ΔUz3+ΔUz4+ΔUz5 =52.8+14.4+18+42+12.4+29+3.4=172＜177V满足要求 四、开关整定计算 3#移变低馈头整定 ： 瞬动：Iz=2116+211+25=1502A 整定为:1520A 延动：Iz=211+211+25=447A 整定为:460A 2、3#移变高馈头整定 ： IL=∑Pe10001.732cosφ10000 =66710001.7320.710000 =55A 瞬动：Iz=556=330A 整定为:350A 延动：Iz=55A 整定为:60A 3、开关整定： 运输机头整定： Iz=211A 整定为:220A 运输机尾整定： Iz=107A 整定为:120A 五、短路电流的计算 d1、d2、d3、d4换算长度及两相短路电流值 短 路 点 电缆截面及实际长度 换 算 长 度 两线短 路电流 （安） 截 面 （毫米） 长度 （米） 换算系数 K 各段换算 长 度 总换算长度 LH（米） d8 95 16 45 40 0.045 0.04 23.9 120.4 144.3 4479 d9 95 95 45 150 0.045 0.15 23.9 79.5 103.4 4956 d10 95 50 45 150 0.045 0.15 23.9 150 173.9 4260 d11 95 95 45 300 0.045 0.3 23.9 159 182.9 4054 D12 95 50 45 300 0.045 0.3 23.9 300 323.9 2964 见附图7：供电系统示意图 第2节 运 输 一、运输设备及运输方式： （1）运煤设备及装载方式： 工作面采用双滚筒采煤机落煤，其螺旋滚筒配合工作面运输机铲煤板装煤，运煤由工作面运输机送到转载机→1908运输顺槽皮带运输机→一采区皮带运输大巷→集中皮带运输大巷→集中皮带上山→井底煤仓→主井皮带→地面煤仓。 工作面机头、机尾溢出的浮煤可通过人工将其装入运输机。 （2）辅助运输设备及运输方式： 工作面所需的材料、设备等物资采用矿车、板车装载由运输顺槽无极绳绞车运入、出工作面。 二、运煤路线： 1908改造工作面→1908运输顺槽→一采区皮带运输大巷→集中皮带运输大巷→集中皮带上山→井底煤仓→主井皮带→地面筒仓。 三、辅助运输路线： 副斜井→井底车场→一采区集中轨道大巷→一采区轨道运输大巷→1908运输顺槽→1908改造工作面。 4、 供水： 地面千立方静压水池→主斜井→集中皮带运输大巷→一采区轨道运输大巷→1908改造回风顺槽。 地面千立方静压水池→主斜井→集中皮带运输大巷→一采区轨道运输大巷→1908运输顺槽。 五、 排水 1908改造回风顺槽→一采区水仓→一采区轨道运输大巷→一采区轨道运输大巷→副斜井→污水处理站。 1908运输顺槽→一采区水仓→一采区轨道运输大巷→一采区轨道运输大巷→副斜井→污水处理站。 见附图8：工作面生产系统图 第3节 通讯与照明 一、通讯系统： 1908改造工作面运输顺槽皮带运输机机头处、工作面移动变电列车处、回风顺槽超前加强支护处各安设一台防爆自动电话，直通地面调度室；工作面移动变电列车集控站、转载机机头、运输机机头至机尾各安装一部带闭锁功能的载波电话；工作面每10组支架安装一部带闭锁功能的载波电话。 二、照明系统： 工作面运输顺槽分别由皮带运输机机头，保护开关引出照明线路向照明灯供电，运输顺槽每隔20米处安设一盏防爆灯，灯具必须保证完好。 见附图9：工作面通讯系统示意图 第四节 一通三防与安全监控 一、通风方式 1908改造工作面采用U型通风，该工作面布置一条进风巷和一条回风巷。 1908改造工作面风量计算 按巷道断面CH4或CO2涌出量、工作面的气温、风速和人数等规定要求分别进行计算，取其中最大值。 1、 按CH4涌出量计算 Q采CH4＝125q CH4Kｍ/min 式中Q采CH4—采煤工作面实际需要的风量，ｍ/min 式中q CH4—采煤工作面瓦斯绝对涌出量，取q CH4＝0.86ｍ/min 式中 K—工作面瓦斯涌出不均的备用风量系数，取K＝1.5 代入数据得:Q采CH4＝1250.861.5＝161.25（ｍ/min） 2、按人数计算 Q采≧4Nｍ/min 式中Q采—工作面所需风量，ｍ/min 式中N—工作面同时工作的最多人数，N≧30人 代入数据得:Q采≧430＝120（ｍ/min） 3、按炸药量计算： Q=25A=2520=500m/min 式中：A=26kg 式中A—采煤工作面一次爆破的最大炸药量，kg 式中25—1kg炸药爆炸后需要供给的风量，ｍ/min 4、按工作面进风流温度计算需要风量： Q采＝60v采S采70%K采 式中Q采—工作面实际需要风量，m/min 式中v采—工作面适宜风速，1m/s 式中S采—工作面的平均有效断面积，m 式中70%—有效通风断面系数 式中K采—工作面长度调整系数，K采 取1.0 代入数据得:Q采=601.02.6（5.2+4.6）/270%1.0 通过计算，Q采=535.1（m/min），取536（m/min） 5、按最高、最低风速进行验算。 600.25S采≤Q采≤604S采， 158.9≤696≤2408.9 式中Q采—工作面最低和最高风量 式中S采—工作面的平均有效断面积 根据以上计算，确定该采煤工作面的供风量不得小于536m/min 二、通风系统 新鲜风：副斜井→一采区集中轨道大巷→一采区轨道运输大巷→1908改造运顺材料绕道→1908运输顺槽→1908改造工作面。 乏风: 1908改造工作面→1908改造回风顺槽改造→1908改造回风顺槽→一采区回风大巷→集中回风大巷→回风斜井→地面。 见附图10：通风系统示意图 三、瓦斯防治 1908改造工作面的瓦斯防治，依据《2015年度瓦斯等级鉴定报告》，我矿为瓦斯矿井，工作面内释放的瓦斯可稀释到规程允许的浓度之下，可不用安设临时瓦斯泵站和管路来解决瓦斯浓度超限的问题。 对工作面内瓦斯超限报警设备、系统的安设方式及超限报警时的处理程序： 1、安设甲烷传感器，在上隅角设置甲烷传感器T0，工作面设置甲烷传感器T1，工作面回风巷设置甲烷传感器T2，甲烷传感器应垂直悬挂，距顶板或顶梁不得大于300mm，距巷道侧壁不小于200mm。矿长、矿技术负责人、爆破工、采掘区队长、通风区队长、工程技术人员、班长、流动电钳工下井时必须携带便携式光学甲烷探测仪，机组上安设瓦斯超限报警断电仪。 2、甲烷传感器的报警浓度、断电浓度及范围。 上隅角及工作面甲烷传感器的报警浓度为QCH4≥0.8%；断电浓度为QCH4≥1.2%，断电范围是工作面及回风巷内全部非本质安全型电气设备，回风口处甲烷传感器的报警浓度为QCH4≥0.8%；断电浓度为QCH4≥0.8%，断电范围是工作面及回风巷内全部非本质安全型电气设备。 3、工作面及其他作业地点风流中、电气设备或其开关安设地点附近20ｍ以内风流中的瓦斯浓度达到1.2%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。 4、工作面及其巷道内体积大于0.5ｍ3的空间内瓦斯积聚的浓度达到1.6%时，附近20ｍ内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。 5、对因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电气设备，必须在瓦斯浓度降到0.8%以下时，方可通电启动。 6、工作面及回风流中二氧化碳浓度达到1.5%时，必须停止工作，撤出人员，查明原因，制定措施，进行处理。 7、瓦斯检查员必须按照瓦斯巡回检查图表对该工作面瓦斯检查点每班至少检查两遍；个别部位有异常变化时，每班至少检查三遍；瓦斯检查员在检查期间发现瓦斯浓度变化比较大时要立即汇报矿调度室和通风队，通风队要立即查明原因，并进行处理，将处理情况以及结果做专项记录存档，以备查。 8、 瓦斯检查要做到“三对口”，瓦斯检查点设置必须符合《煤矿安全规程》相关规定，瓦斯日报每天报矿长和矿技术负责人审阅。 四、综合防尘管理系统 1、水源由地面静压水池→主斜井→集中皮带运输大巷→一采区轨道运输大巷→1908改造回风顺槽，设4寸供水管供水，每隔100m设一组三通阀门，随时安设洒水管除尘。 2、水源由地面静压水池→主斜井→集中皮带运输大巷→一采区轨道运输大巷→1908运输顺槽，设4寸供水管供水，每隔50m设一组三通阀门，随时安设洒水管除尘。 3、工作面内每组支架设一组水洗喷雾，洒水降尘。 4、回风顺槽在超前支护外30m,设置两道风流净化水幕，第一道净化水幕距第二道净化水幕间距不大于20m。在回风顺槽距回风口10～15m范围内安设一道净化水幕。距工作面60-200m范围内设置隔爆水袋。 5、运输顺槽在距工作面安全出口以外30m范围内安设两道净化水幕，第一道净化水幕距第二道净化水幕间距不大于20m。在运输顺槽进风口以里10-15m范围内安设一道净化水幕，各个转载点设置转载喷雾。距工作面60-200m范围内设置隔爆水袋。 防尘安全措施 1、工作面需打眼作业时，严格执行“湿式打眼”，严禁干打眼。 2、工作面割煤、运煤时，必须保证各个喷雾装置处于开启状态并保证雾化良好。 3、经常检查采煤机内外喷雾确保喷雾质量。 4、按规定定期对运、回顺及巷道进行冲洗巷帮除尘。 5、每班完工后做好采煤机、运输机及支架的除尘工作。 6、做好洒水除尘工作、杜绝工作面和巷道积尘。 见附图11：工作面综合防尘示意图 五、防灭火系统及安全措施 一）防灭火管理系统 1、地面静压水池→主斜井→集中皮带运输大巷→一采区轨道运输大巷→1908改造回风顺槽改造（1908运输顺槽）→1908改造工作面各防灭火水管。 2、井下消防材料库按《煤矿安全规程》规定，配备正常种类的消防用品及用具。 3、该工作面为II级自燃煤层。结合井田内及周边各矿井以往开采情况，井下未发生过煤层自燃事故或存在火区的事实，初步推测回采过程中发生煤层自燃的可能性较小，但生产中仍须加强浮煤清理工作，采空区或盲巷应及时密闭，确保安全生产。防灭火设备以灌浆为主，以阻化剂为辅的防灭火系统和预测预报系。 二）防灭火安全措施 1、禁止人员携带火源，严禁井下生火作业。 2、严禁井下使用灯泡取暖和使用电炉子。 3、加强井下油类物资的防火管理，保证用时运来，用后运走的规定，严禁在井下存放。 4、加强机电设备的维护保养工作，杜绝电气设备失爆。 5、胶带运输机机头配备灭火器和沙箱。 6、井下使用的润滑油、棉纱、布头及时集中装入铁桶内。严格将剩油及残油泼洒在巷道内。 7、采煤工作面回采结束后，及时封闭。 8、任何人首先发现井下发生火灾时，视火情、通风及瓦斯情况采取一切能直接灭火的方法控制火情，报告矿调度。 三）安全监控系统： 监控主机名称型号： 智能分站 KJ80N-F 监控设备名称型号： 甲烷传感器 GJC4(B) 一氧化碳传感器 P3130 温度传感器 GWP80 风速传感器 KGF2 烟雾传感器 GQL0.1 开停传感器 KGT2A 粉尘传感器 GCG CO2传感器 GRG5H 风门传感器 BF2 线缆要求：电缆分布电阻13.5欧姆/公里，分布电容0.047uF/km，分布电感470uH/km。 （1）分站应设置在便于人员观察、调试、校验及支护良好、无滴水、 无杂物的进风巷道或硐室中，安设时应垫支架，使其距巷道底板不小于300mm，或吊挂在巷道中；传感器应垂直悬挂，距顶板不得大于300mm，距巷道侧壁不得小于200mm。 （2）T0为工作面上隅角甲烷传感器，其报警浓度为≥0.8%CH4、断电浓度为≥1.2%CH4、复电浓度为＜0.8%CH4，断电范围是：工作面及进、回风巷道内全部非本质安全型电气设备；T1工作面甲烷传感器距工作面小于等于10m，其报警浓度为≥0.8%CH4、断电浓度为≥1.2%CH4、复电浓度为＜0.8%CH4，断电范围是：工作面及进、回风巷道内全部非本质安全型电气设备；回风顺槽回风甲烷传感器T2应距全风压混合处10－15m，其报警浓度为≥0.8%CH4、断电浓度为≥0.8%CH4、复电浓度为＜0.8%CH4，断电范围是：工作面及回风巷道内全部非本质安全型电气设备；V为回风风速传感器距回风全风压混合处10-15m，其报警浓度上限为4m/S,下限为0.25m/S;CO（1）为回风一氧化碳传感器距回风全风压混合处10-15m，其报警浓度为24PPM；C为回风温度传感器距回风全风压混合处10-15m，其报警浓度为26℃；CO（2）为运输顺槽一部皮带机头一氧化碳传感器，其报警浓度为24PPm；CO（3）为运输顺槽二部皮带机头一氧化碳传感器，其报警浓度为24PPm；YW为皮带下风侧烟雾传感器，处于2态之间，1态表示无烟雾，态表示有烟雾；为监测工作面设备运行状态，必须在设备被控开关设置设备开停传感器；工作面上隅角和回风设置粉尘传感器，其报警浓度为800mg/m；工作面上隅角和回风设置CO2传感器，其报警浓度为1.0%；为该工作面服务的主要风门风门必须设置风门开关传感器，当

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