综采工作面作业规程总

1、第一章 采煤工作面概况煤层名称戊9-10水平位置一水平采区名称六矿二号井工 作 面名 称16180地面标高（m）+160+195工作面标高（m）-450-400序 号项 目内 容 说 明1采面位置该工作面位于六矿二号井西翼下部2采面范围 该工作面平均走向长度425m，倾斜长160m，总面积68000。3与邻近煤层及已采区关系该工作面东邻通风下山，西以锅底山断层为自然边界，其上下邻均未动用。4与地面相对位置 工作面位于六矿二井副井正北方向，小山北侧，马沟村西南，采面上方有部分建筑物。5采面与地面建筑物关系该工作面上方系大面积山地、丘陵，部分地段为农田及建筑物，预计采面回采后地面塌陷1.8m左右，

2、对地面建筑有一定影响。采煤工作面地质条件 项目序号内容说 明煤层赋存条件1产状走向356557倾向北东北西倾角1026425142瓦斯相对涌出量2.1m3/t绝对涌出量0.75m/min3煤质工业牌号水份灰分挥发份煤尘爆炸指数自燃发火期1/3焦煤3.238.2135.5632.2-396-12个月储量1可采储量244885t2储量损失顶底板特性1伪顶直接顶基本顶关系伪顶：无基本顶为砂岩，厚度9-15m，灰白色及灰绿色砂岩；直接顶为砂质泥岩，厚度15-20m，灰褐色砂质泥岩。2顶板特性直接顶初次垮落步距基本顶初次垮落步距基本顶周期垮落步距随放随落20-25m10-20m直接顶类别老顶级别类级3底

3、板特性直接底为泥岩，4-6m，灰色泥岩，含植物化石易风化；基本底为砂泥岩，厚度10-14m，灰色砂质泥岩含植物化石。水文1涌 水预计涌水地点最大涌水量正常涌水量预计涌水地点（个）水质（酸碱度）10m/h1-3m/h2老塘积水无3钻孔水断裂水无地质构造：该工作面地质条件总体较简单，采面内小断裂构造局部较为发育，机、风巷及采面切眼共揭露断层13条，其中对回采有较大影响的断层有5条， 其产状见下表：断层名称走向倾向倾角性质落差（m）对回采的影响程度机1 3205067正断层3.0有较大影响机6 3598955正断层2.0有一定影响切1 1253555正断层1.5有影响切27534563正断层0.8有

4、影响切311320340逆断层1.0有影响 该工作面地质构造总体简单，位于单斜一翼。煤层走向110-130，倾向北东，煤层倾角10-26，平均14，煤层厚度0.3-3.2米，平均2.6米。由于受地质构造影响，该工作面煤层局部有变薄现象。瓦斯地质情况 机、风巷掘进中煤层瓦斯含量较小，绝对瓦斯涌出量为0.75m/min，相对瓦斯涌出量2.1 m/t。回采过程中应加强瓦斯及有毒有害气体的监测监控，防止事故发生。煤质情况 该工作面煤质整体呈块状，煤层为半亮型煤。 第三章：采煤方法第一节：设备配置 1、 采面采用后退式走向长壁采煤法，采面采用ZY4000-14/30型支撑掩护式液压支架支护顶板，落煤机械

5、采用MG160/390-WD型交流电牵引采煤机，装煤为工作面采煤机滚筒自装，采面运煤采用SGZ630/264型中双链封底式可弯曲刮板输送机，机巷转载机采用SGW150型转载机。 2、采煤机割煤方式为双向割煤，进刀方式为端部斜切进刀，其顺序为： （1）采煤机上（下）行割煤，追机推移运输机至机尾（机头）。 （2）采煤机反向牵引，下（上）行滚筒逐渐切入煤壁。 （3）机尾（头）推移后，采煤机上（下）行割三角煤至机尾机头，然后反向牵引，下（上）行割煤。 （4）循环作业，正常割煤 第二节：回采工艺回采工艺序号工序内容说 明1机械落煤设备安装布置示意图落煤机械MG160/390-WD交流变频电牵引采煤机采煤

6、机进刀设计说明书采煤机割煤方式：双向割煤。进刀方式：端部斜切进刀，其顺序为：采煤机上（下）行割煤，追机推运输机至机尾（机头）采煤机反向牵引，下（上）行滚筒逐渐切入煤壁。机尾（机头）推移后，采煤机上（下）行割三角煤至机尾（机头），然后反向牵引，（下）上行割煤。循环作业，正常割煤。2装煤工作面采煤机滚筒自装3运煤采面SGZ-630/264型中双链可弯曲封底式刮板输送机机巷 SGW-150型转载机 机电设备配置图表序号名称规格型号数量配置地点1采煤机MG160/390WD1台采面2刮板输送机SGZ-630/2641部采面3顺槽转载机SGW-150型1部机巷4真空馈电开关KBZ500/11401台配运

7、输机5真空磁力启动器QJZ400/1140s2台配运输机6真空馈电开关KBZ400/6601台配转载机7真空磁力启动器QBZ200/6601台配转载机8真空磁力启动器QBZ200/6601台 配破碎机9乳化液泵BRW-200/31.5A2台风巷10组合开关QJZ-630/1140（660）-41台风巷11组合开关馈电KBZ500/11402台风巷12移动变电站KBSGZY630/61台风巷13移动变电站KBSGZY500/61台风巷14综保开关KSG2.5/0.66H1台风巷15真空馈电开关KBZ400/6601台配绞车16真空磁力启动器QBZ120/66014台配绞车17乳化液箱CRWS-1

8、600型1个风巷18液压支架ZY4000-14/30112架采面第三节 支护设计采面支护设计（一）、综采采面支护设计采面采用ZY4000-14/30支撑掩护式液压支架，其初撑力、双立柱工作阻力、支护强度、底板比压、运输尺寸等参数见架型的技术参数。顶板压力估算：（1）、8倍采高顶板岩性分析据工程经验，采面支架单位面积受到的矿压为顶板岩层单位面积上48倍采高岩体重量。据采面煤岩综合柱状图知：直接顶为页岩，厚210m，灰色及深灰色页岩夹细砂岩；基本顶为页岩及中、细砂岩，厚1018m，深灰色页岩及灰色中、细粒砂岩。顶板平均容重按2.58t/m计算。（2）、顶板压力估算：顶板压力取8倍采高的岩石重量。P

9、=(48) MRg =82.62.5810 =536.64103Pa=0.53664MPaP支架的支护强度 kg/mM采煤工作面采高取2.6米R顶板岩石容重2.58t/mg常数取10N/kgQ=PS=536.644.71=2237.79KN式中：Q顶板压力KNS支架支护面积4.71 m2 （3）、底板比压计算P=(Q+G)/S=(2237.79+109.65)/（1.382.27） =2347.29/3.1=757.19 =0.75719MPa1.75MPa式中：G支架重量109.65KN S支架的底座面积1.382.273.1 m2P底板比压安全性能比较从以上计算得出：P=0.53664MP

10、a0.6 MPa(支架支护强度)Q=2237.79KN4000KN(支架工作阻力)P=0.75719MPa0.9MPa(支架底板比压)由于计算出来的支架支护顶板的强度、顶板压力、底板比压均小于拟用支架的设计参数，所以ZY4000-14/30型支撑掩护式支架能够满足采面顶板支护的安全要求。采面支护1、采用ZY4000-14/30型支撑掩护式液压支架和单体液压支柱，顶板采用全部垮落法控制。其主要技术参数如下：ZY4000-14/30型支撑掩护式液压支架技术参数（1）架型：二柱掩护式（2）支撑高度：1.4m3.0 m（3）支架间距：1.5 m（4）工作阻力:4000 kN（5）初撑力：3096 kN

11、（6）支护强度：0.60.72 MPa（7）底板比压：0.91.75MPa（8）移架步距：0.6 m（9）操作方式:本架控制（10）适应煤层倾角:15度-5-（11）适应泵站压力:30 MPa （12）支架重量:10 .965t（13）支护面积:4.71（14）运输尺寸：495514301400mm 2、支架布置方式采面支架布置呈两条直线，机头三架和机尾三架呈一条直线，其余支架排成一条直线。三、两巷顶板管理两巷自煤壁向外10m范围内打双排托棚，1020米范围内打单排托棚，若两巷压力大时，超前20米动压区范围内所打托棚可以全部打为双托棚，以加强顶板支护。 两巷为锚网支护时，锚网支护段除打托棚外还

12、要将自煤壁向外3-5米范围内顶、帮的锚盘、锚索退掉，锚盘及锚索无法退掉时，用钳子将其周围的金属网剪断，巷道两帮靠巷帮用单体柱配合双销金属铰接顶梁再各打一趟一梁一柱托棚。两巷为工字钢及“U型钢”棚支护时，自煤壁向外3-5m范围内用单体柱金属铰接梁把工字钢及“U型钢”棚替换成四排走向托棚，上、下帮各两排，靠煤壁帮的两趟托棚用双销金属铰接顶梁。用金属网刹好帮顶。所打单体柱要进行联锁，并保证初撑力不低于90KN。使用的双销铰接顶梁双销要齐全，并配齐、使用好水平销，确保三销齐全。 四、上、下出口顶板管理1、上下出口使用单体柱配合金属铰接顶梁架走向棚支护，棚距0.5m0.1m，柱距1 m。一梁一柱棚，用金

13、属网刹好帮顶。人行道宽度不小于0.8m，高度不低于1.8m。所架棚梁与支架之间间距为不大于0.3m。所打单体柱要迎山适中，联锁好并保证初撑力不低于90KN。2、上、下出口沿切顶线打一排密集柱并使用单体柱配合直径0.162.4m的圆木打一排戗棚，戗棚一梁三柱。出口处老空侧，支柱落后支架立柱不超过0.6m。3、端头支护采用在上、下机头处各架设两对4m长形钢梁配合单体柱架设成迈步式支护顶板，两对形钢梁间距0.50.6m，两根型钢梁间距0.150.2m，形钢梁距采面首架、尾架距离不大于0.3m，在形钢梁两端各打2棵单体住。所打单体柱要迎山适中，联锁好并保证初撑力。尾架必须护住上机头，并超出煤壁进入风巷

14、0.3m。当首架（尾架）距离煤帮超过5m时，加打木垛。 五、支护质量及顶板动态监测1、液压支架（1）、支架要排成一条直线，其偏差不得超过50mm，中心距1500mm100mm。（2）、支架顶梁与顶板平行架设，其最大仰俯角小于7。（3）、相邻支架间不能有明显的错差（不超过顶梁侧护板高度的2/3），支架不挤架、不咬架。架间空隙不超过200mm。（4）、支架立柱活柱外露长度不低于200mm。2、煤壁机道（1）、煤壁平直，垂直顶底板，伞檐部分不得超过规定。（2）、端面距不超过340mm。3、工作面顶板动态监测：（1）、监控范围：机风巷及采面。（2）、每隔10架支架在支架立柱上安装数字压力计，及时测量初

15、撑力和工作阻力。（3）、两巷超前支护内单体柱的初撑力由验收员用测压枪及时测量。（4）、管理办法：验收员具体负责仪器安装，维护及数据记录工作。（5）、技术员及时分析数据，总结矿压规律，预测预报初次来压及周期来压时间，制定相应措施。（6）、采面现场所有工作人员必须注意监测设施，严防损坏。 六、备用支护材料材料名称规格数量用途存放地点单体液压支柱DZ2.5、柱径100mm100棵支护设备列车附近单体液压支柱DZ2.2、柱径100mm30棵支护设备列车附近圆 木直径16cm2.4m50根背顶设备列车以外铰接顶梁1m50块架棚设备列车以外 管理办法：1、备用材料应挂牌管理，标明规格、数量、名称、责任人。

16、2、备用材料要码放整齐，不得超过巷道断面的1/3，距道不小于0.5m。3、队管人员下井应了解采面现场备用物料情况，确保备用材料数量和质量。第四章 生产系统一、运煤系统 采面刮板运输机顺槽转载机戊9-1016180机巷 运输机下山主井地面。二、运料系统 地面副井东平巷轨道下山上段中部车场轨道下山下段-450车场戊9-1016180设备道戊9-1016180风巷采面。三、液压系统 采面泵站用两台BRW-200/31.5A型液压泵替换使用，向采面液压系统提供压力，每台液压泵功率为125KW，泵箱型号为CRWS-1600型，容积1600升。 采面支架所用进液管为25mm高压管，回液管使用32mm高压管

17、。 进液系统： 戊9-1016180采面泵站外切眼戊9-1016180采面里风巷戊9-1016180采面支架。 回液系统： 戊9-1016180采面支架戊9-1016180采面里风巷外切眼戊9-1016180采面泵站。四、通风系统： 1、新鲜风流：副井东平巷(一九)川运输机下山戊9.10-16180机巷采面。2、乏风流：采面戊9.1016180里风巷外切眼戊9.1016180外风巷戊9.10-16180设备道回风巷通风下山总回风巷戊四风井地面。 3、风量计算： 采煤工作面实际需要的风量，应按工作面气象条件、瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、同时作业人数以及爆破后的有害气体产生量等规定分别进行计算，然

18、后取其中最大值；并用风速加以校验：（一）采煤工作面按气象条件确定需风量，其计算公式为：Q采= 6070%SV采k采高k采面长 (mmin)式中：Q采 采煤工作面需风量, mmin；S 采煤工作面的平均有效断面积，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算，9.36；V采 采煤工作面的风速，按采煤工作面风流的温度从表3 中选取，取：1.5m/s；k采高 采煤工作面采高调整系数，具体取值见表1；取：1.2；k采面长 采煤工作面长度调整系数，具体取值见表2；取：1.2；70% 有效通风断面系数；60 为单位换算产生的系数。表1 K采高回采工作面采高调整系数采 高（m）2.02.02.52.5以上或放顶煤系

19、数(K采高)1.01.11.2 表2 K采面长 回采工作面长度调整系数回采工作面长度(m)180长度调整系数(K采面长)0.91.01.11.211.31.4表3 V采回采工作面气温与对应适宜风速回采工作面空气温度/采煤工作面风速 V采（m/s）20 1.020231.01.523261.51.826281.82.528302.53.0备注：采煤工作面温度测点，应选择在工作面距回风巷15m处的风流中。所以：Q采6070%9.361.21.21.0 566 m/min （二）按照瓦斯涌出量计算需风量：Q采 = 125q采KCH4(m/min)式中：Q采 回采工作面实际需风量，m/min；q采 回

20、采工作面回风巷风流中瓦斯的平均绝对涌出量，取0.75m/min；KCH4 采面瓦斯涌出不均衡通风系数，取1.2；125 回采工作面回风流中的瓦斯浓度不应超过0.8%的换算系数。Q采=125 0.751.2=112.5 m/min（三）按照二氧化碳涌出量计算需风量Q采 = 67q采KCO2(m/min)式中： q采 采煤工作面回风巷风流中绝对二氧化碳涌出平均量，取0.55 m/min；KCO2 采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，正常生产时连续观测1个月，日最大绝对二氧化碳涌出量和月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值，取1.267 按采煤工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5的换算系数。

21、Q采=670.551.2=44 m/min （四）按炸药量计算需风量 一级煤矿许用炸药Q采 25A式中：A 采煤工作面一次爆破所用的最大炸药量，取1.32kg；25 每千克一级煤矿许用炸药需风量，m/min；Q采 251.3233 m /min （五）按工作人员数量验算Q采 4N (m3min)式中：N 采煤工作面同时工作的最多人数，取100人；4 每人需风量，m/min。Q采 4100400 mmin （六）按风速进行验算： 验算最小风量Q最小 600.25 S最小 S最小= 70% L最小h 验算最大风量Q最大 604.0 S最大 S最大= 70% L最大h 式中：S最小 采煤工作面最小控

22、顶有效断面积，8.58；L最小 采煤工作面最小控顶距,3.3m；h 采煤工作面实际采高,2.6m；S最大 采煤工作面最大控顶有效断面积，10.14；L最大 采煤工作面最大控顶距,3.9m；0.25采煤工作面允许的最小风速，m/s；70% 有效通风断面系数；4.0 采煤工作面允许的最大风速，m/s； 经计算： 128.7mmin Q采 2433.6mmin 经验算符合设计要求，故该工作面设计风量为566m/min，取570 m/min,在生产过程中，根据有害气体变化情况可适当调整通风量。五、供水系统 采面机风两巷的水管采用50mm铁管，每50米设一个阀门。 eq oac(,1)副井东平巷轨道下山

23、上段中车场轨道下山下段-450车场戊9.1016180设备道戊9.10-16180外风巷外切眼戊9-10-16180里风巷戊9-1016180采煤工作面 eq oac(,2)副井一川东平巷运输机下山戊9-1016180机巷戊9-1016180采煤工作面六、 供风系统 采面机风两巷的风管采用50mm铁管，每50米设一个阀门。 eq oac(,1)副井东平巷运输机下山戊9-1016180机巷戊9-1016180采煤工作面 eq oac(,2)副井东平巷轨道下山上段中车场轨道下山下段-450车场戊9.1016180设备道戊9.10-16180外风巷外切眼戊9-10-16180里风巷戊9-101618

24、0采煤工作面 七、排水系统 在机、风两巷低洼处做水泵窝，并配备FQW70/35型风泵和直径50mm乙烯管及50mm的铁管用作排水设施。 eq oac(,1)戊9-1016180采面戊9-1016180机巷运输机下山轨运八川-450水仓副井地面 EQ oac(,2)戊9-1016180采面戊9-1016180风巷戊9-1016180设备道-450车场-450水仓副井地面八、监测监控系统 1、本采面为走向长壁采煤工作面，采用上行通风方式通风，要求在采面上隅角距上隅角顶板不得大于300mm，距上隅角侧壁不得小于200mm处悬挂便携式瓦斯监测报警仪T0，在距采面不大于10m位置处，设置甲烷传感器T1。

25、 2、风巷外部设置的甲烷传感器T1设置在戊9.10-16180风巷口以里10-15m处。 3、一氧化碳传感器T2设置在戊9.10-16180风巷口以里10-15m处，报警浓度为0.0024%。 4、温度传感器T3设置在戊9.10-16180风巷口以里10-15m处，报警值为26。 5、悬挂位置：垂直悬挂在风巷上帮，距巷道顶板不得大于300mm，距巷道侧壁不得小于200mm。 6、甲烷传感器报警浓度、断电浓度和断电范围及便携式甲烷监测报警仪的报警浓度如下表所示：甲烷传感器或便携式甲烷检测报警仪设置地点编号报警浓度（）CH4断电浓度（）CH4复电浓度（）CH4断电范围采煤工作面上隅角设置的便携式甲

26、烷检测报警仪T00.8采面工作面回风巷中设置的甲烷传感器T10.50.80.8工作面及其回风巷道内，全部非本质安全型机电设备九、通讯系统： 距采煤工作面上下出口1020m范围内各安装一部电话，风巷泵站安设一部电话，转载机机头安设一部电话，上下出口的电话随着工作面的回采向外移动。 十、供电系统 戊9.10-16180采面供电设计一.采面装机情况：戊9.10-16180采面共用四条电源回路。从-450变电所引出6kv电源 = 1 * GB3 供给采面移变，采面移变降为1140v后供电给以下采面设备：125KW泵站两台（一备一用），390kw（2160kw+70KW）煤机一台，264kw(2132K

27、W)釆面溜子一部;除6kv电源外，该釆面还从-450变电所引出三条660v电源 = 2 * GB3 、电源 = 3 * GB3 和电源 = 4 * GB3 ，660v电源 = 2 * GB3 供风巷的十四部绞车（40kw三部，25kw二部，22kw三部，18.5kw一部，11.4KW五部）,660v电源 = 3 * GB3 供机巷转载机（75KW）和粉碎机（75KW）;机巷皮带（275KW一部）电源 = 4 * GB3 采用掘进时的660v电源（引自-450变电所）。需用公式 由I= QUOTE 错误！未找到引用源。得在6kv系统Ie= QUOTE 错误！未找到引用源。 在660v系统Ie=

28、QUOTE 错误！未找到引用源。 在1140v系统Ie= QUOTE 错误！未找到引用源。 三.移动变压器选择1.由煤矿电工手册公式10-3-3知机械设备按一定顺序启动的综采面机械需用系数 QUOTE 错误！未找到引用源。=0.4+0.6P QUOTE 错误！未找到引用源。 ，知此采面机械需用系数为： QUOTE 错误！未找到引用源。=0.4+0.6P QUOTE 错误！未找到引用源。 =0.4+0.6264( QUOTE 错误！未找到引用源。 0.6 所以此综采面机械需用移动变压器容量为 S=Kr QUOTE 错误！未找到引用源。= 0.6 QUOTE 错误！未找到引用源。 =615KVA

29、该综采面采用容量500KVA 和630KVA移动变压器各一台合用，可以满足生产需要。四、开关整定1.-450变电所供移变用高爆开关整定计算 1）反时限过电流整定 Ie60A 此高爆开关电流互感器变比为300/5,过流整定只能取60A或120A,故取 QUOTE 错误！未找到引用源。60A 2) 速断电流整定 QUOTE 错误！未找到引用源。= QUOTE 错误！未找到引用源。=（6264+ QUOTE 错误！未找到引用源。）0.13 =272.87A此高爆开关速断整定只能取300A,故取300A3）保护灵敏度校验 系统电抗折算 变电所高压开关断流容量按50MVA计算,由煤矿电工手册表13-1-

30、9C 知,6KV50MVA系统电抗换算至1200V供电系统50mm2标准电缆为： L1=63.3米 高压电缆折算 由煤矿电工手册13-1-9d知，356KV高压电缆换算为1200V系统50mm2电缆长度时换算系数为0.049，此处供给移动变电站的57O米356KV高压电缆换算后长度为 L2=5700.049=27.93米采面溜子馈电出口处系统和高压电缆折算由煤矿电工手册表13-1-9b知70电缆换算50mm2电缆长度时换算系数分别为0.71，则采面溜子馈电出口处计算短路电流时相当接有50电缆长度为： L3=100.71+L1+L2=100.71+63.3+27.93=98.33米100米采面溜

31、子馈电出口处考虑系统电抗时最小两相短路电流由煤矿电工手册表13-1-18知500KVA移变用50电缆1200V输出，在100米处的两相短路电流I（2）d为4360A，折算至6kv高压侧电流为I（2）d=4360（60001200）=872A变电所高压开关速断电流灵敏度校验I（2）dIsd=872300 2.9 1.5所以变电所高爆开关速断保护灵敏度合格。 2.KBSGZY500/6型移动变压器低压侧总开关整定 1) KBSGZY500/6型变压器低压侧反时限过电流整定 QUOTE 错误！未找到引用源。=Isd QUOTE 错误！未找到引用源。40 取 QUOTE 错误！未找到引用源。=240A

32、 2) KBSGZY500/6型变压器速断电流整定 QUOTE 错误！未找到引用源。= QUOTE 错误！未找到引用源。=6 QUOTE 错误！未找到引用源。=0.67(6Pemax ) =（6264/2）0.67 =530A取 QUOTE 错误！未找到引用源。= QUOTE 错误！未找到引用源。=720A 3) KBSGZY500/6型变压器保护可靠性校验 由上面计算知采面溜子馈电出口处考虑系统电抗时最小两相短路电流I（2）d为4449A, KBSGZY500/6型移动变压器低压侧总开关速断保护灵敏度为I（2）dIsd=4449726.2.所以KBSGZY500/6型移动变压器低压侧总开关速

33、断保护灵敏度合格。4) KBSGZY630/6型变压器低压侧反时限过电流整定 QUOTE 错误！未找到引用源。= 630Isd QUOTE 错误！未找到引用源。 =632.08 QUOTE 错误！未找到引用源。303 取 QUOTE 错误！未找到引用源。= QUOTE 错误！未找到引用源。3005) KBSGZY630/6型变压器低压侧速断电流整定 QUOTE 错误！未找到引用源。sd= QUOTE 错误！未找到引用源。=6 QUOTE 错误！未找到引用源。+ QUOTE 错误！未找到引用源。 =0.67(6Pemax+ QUOTE 错误！未找到引用源。 ) =（6160+160+70+125

34、）0.67 =881 取 QUOTE 错误！未找到引用源。sd QUOTE 错误！未找到引用源。= QUOTE 错误！未找到引用源。=900A3)保护可靠性校验 由上面计算知分支馈电出口处计算短路电流时相当接有50mm2电缆长度为： L3=100.71+L1+L2=100.71+63.3+27.93100米，所以煤机处考虑系统电抗时电缆换算：L溜=L3+4500.71=100+4500.71=419.5420（米）4）采面煤机处考虑系统电抗时最小两相短路电流计算：由煤矿电工手册表13-1-26知630KVA移变用50mm2电缆1200V输出时在420米处两相短路电流I（2）d为2315A5）煤

35、机馈电开关灵敏度校 验I（2）dIsd=23159002.571.5 所以煤机馈电开关校验合格.5.采面溜子馈电开关整定 1） 过负荷整定 =.=0.67264 =177 取180A 2) 速断电流整定 因采面溜子用双速开关，低速启动功率为0.5倍高速运行功率，所以 =6Ie0.5=3180=540A3)保护可靠性校验 由上面计算知分支馈电出口处计算短路电流时相当接有50mm2电缆长度为： L3=100.71+L1+L2=100.71+63.3+27.93100米，所以采面溜子处考虑系统电抗时电缆换算：L溜=L3+450=100+450=550米4）采面溜子处考虑系统电抗时最小两相短路电流计算

36、：由煤矿电工手册表13-1-18知500KVA移变用50mm2电缆1200V输出时在550米处两相短路电流I（2）d为1938A5）采面溜子馈电开关灵敏度校验I（2）dIsd=19385403.591.5 所以采面溜子馈电开关校验合格.6.转载机和粉碎机馈电整定 1） 过负荷整定 Ie=1.15=1.15（75+75） =172.5 取175A 2) 速断电流整定 QUOTE 错误！未找到引用源。= QUOTE 错误！未找到引用源。=6 QUOTE 错误！未找到引用源。+ QUOTE 错误！未找到引用源。=1.15(6Pemax+ QUOTE 错误！未找到引用源。 ) =（675+75）1.1

37、5 =603.75A 取=4Ie=700A3)保护可靠性校验 由煤矿电工手册表13-1-8A知70和16电缆换算50mm2电缆长度时换算系数分别为0.71和3.01 ，所以转载机处电缆换算长度为：L转= 7100.71+3.017=504.1+21.07=525.17米530米4）转载机处最小两相短路电流计算：由煤矿电工手册表13-1-16知500KVA干变用50mm2电缆660V输出时在530米处两相短路电流I（2）d为1344A5）转载机馈电开关灵敏度校验I（2）dIsd=13447001.921.5 所以转载机馈电开关校验合格.7.绞车馈电开关整定因风巷平时最多有四部绞车工作，故计算取四

38、部较大绞车，分别为40kw和25kw各二台，则1）反时限过电流整定 Ie=1.15Pe=1.15（40+40+252） =149.5A 取=150A 2) 速断电流整定 QUOTE 错误！未找到引用源。= QUOTE 错误！未找到引用源。=6 QUOTE 错误！未找到引用源。+ QUOTE 错误！未找到引用源。=1.15(6Pemax+ QUOTE 错误！未找到引用源。 ) =(640+40+252）1.15 =379.5A 取=3Ie=450A3)保护可靠性校验 由煤矿电工手册表13-1-8A知16、70电缆换算50mm2电缆长度时换算系数分别为3.01和0.71，所以十四部绞车处电缆换算：

39、LJ=10250.71+63.01=1025+18.06=745.81米750米4）十四部绞车处最小两相短路电流计算：由煤矿电工手册表13-1-16知500KVA干变用50mm2电缆690V输出，在750米处的两相短路电流I（2）d为968A。绞车馈电开关灵敏度校 验I（2）dIsd=9684502.21.5 所以绞车馈电开关校验合格.8、40KW绞车启动开关 Ie=1.1540=46A 取Ie=45A 9、25KW绞车启动开关 Ie=1.1525=28.75A 取Ie=30A10、 18.5KW绞车启动开关 Ie=1.1518.5=21.2A 取Ie=20A11、 11.4kw绞车启动开关

40、Ie=11.511.4=13.11 A 取Ie=15A 12、 22KW绞车启动开关 Ie=1.1522=25.3A 取Ie=25A13、 采面溜子高速启动开关 Ie=0.67264=176.88A 取Ie=180A14、 采面溜子低速启动开关 Ie=0.67132=88.44A 取Ie=90A15、 125KW乳化泵启动开关 Ie=0.67125=85A 取Ie=90A16、 75KW转载机和粉碎机启动开关 Ie=1.15(275)=172.5A 取Ie=175A五.电缆校验由煤矿电工手册表12-2-29知,95mm2电缆长期安全载流量分别138A ,215A, 260A. 采煤机电缆校验由

41、煤矿电工手册公式10-3-3知机械设备按一定顺序启动的综采面机械需用系数Kr =0.4+0.6P ，知此采面机械需用系数为： Kr=0.4+0.6P =0.4+0.6264(264+390+125) 0.61. 采煤机电缆持续工作电流 Ie=0.60.67390=156.78 A210A 所以采煤机电缆选用70mm2电缆合格，2.采面溜子电缆校验 采面溜子电机电流Ie=0.67264=176.88A210A所以采面溜子电机电缆选用70mm2电缆合格.3.转载机和粉碎机干线电缆校验Ie=1.15（75+75）=172.5A 210A所以順槽溜子电缆选用70mm2电缆合格.4.乳化泵电缆校验 乳化

42、泵电流Ie =0.67125=83.75A138A所以乳化泵电缆选用35mm2电缆合格5.绞车电缆校验 Ie =1.15（40+25）2=149.5A210A所以绞车电缆选用70mm2电缆合格.备注：机巷和风巷掘进时已经铺设有mcp3x70+1型电缆，为减少工人工作量，采面形成后尽量用原设备和电缆。（六）供电设计图（附）第五章 劳动组织一、循环方式按正规循环作业方式。零点班完成两个循环，八点班完成一个循环，四点班完成两个循环。循环进度：600mm。二、作业方式：“三八”制作业三个生产班割煤，检修班插班检修（8：0012：00）三、劳动组织：综合工种和专业工种相结合分段追机作业，循环工作。劳动组

43、织一览表序号工种班次合计各工种出勤时间表084检修班0841工长11132班长222173支架工151515454采煤机司机33395运输机司机22266泵站司机11137验收员12148机修工229大班电工4410支架维修工2211巷修工3312运料工3314队管人员121 4合计2631261295第六章 主要技术经济指标项 目单位数量项 目单位数量工作面指标走向长度m425管理放顶步距m0.6倾向长度m160回柱方法人工回柱煤层厚度m老空处理全部垮落法采高m2.6材料消耗机油Kg/万吨100回采面积68000乳化油Kg/万吨300煤层倾角度10-26液压油Kg/万吨150工业储量t截齿个

44、/万吨30可采储量t244885坑木m/万吨回采率95火药Kg/万吨容重t/m1.458雷管个/万吨日进m3.0杂木棍根/万吨月进m90金属网/万吨回采工效t/工挡帘个/万吨顶板支架类型ZY4000-14/30循环指标作业方式三八制支架数量架112循环进度m0.6顶板管理全部垮落法循环产量t399.3顶梁数量根日循环数个5最大控顶距m3.90日产量t1996.5最小控顶距m3.30正规循环率90第七章 六大系统一、监测监控系统 1、本采面为走向长壁采煤工作面，采用上行通风方式通风，要求在采面上隅角距上隅角顶板不得大于300mm，距上隅角侧壁不得小于200mm处悬挂便携式瓦斯监测报警仪T0，在距

45、采面不大于10m位置处，设置甲烷传感器T1。 2、风巷外部设置的甲烷传感器T1设置在戊9.10-16180风巷口以里10-15m处。 3、一氧化碳传感器T2设置在戊9.10-16180风巷口以里10-15m处，报警浓度为0.0024%。 4、温度传感器T3设置在戊9.10-16180风巷口以里10-15m处，报警值为26。 5、悬挂位置：垂直悬挂在风巷上帮，距巷道顶板不得大于300mm，距巷道侧壁不得小于200mm。 6、甲烷传感器报警浓度、断电浓度和断电范围及便携式甲烷监测报警仪的报警浓度如下表所示：甲烷传感器或便携式甲烷检测报警仪设置地点编号报警浓度（）CH4断电浓度（）CH4复电浓度（）

46、CH4断电范围采煤工作面下隅角设置的便携式甲烷检测报警仪T00.8采面工作面回风巷中设置的甲烷传感器T10.50.80.8工作面及其回风巷道内，全部非本质安全型机电设备二、人员定位系统在风巷安设两个分站，分别设置在风巷口以里30m范围和距采面60m范围处；机巷内安设两个分站，分别安设在机巷距设备道以里30m范围内和距采面60米范围内。共4个分站。三、紧急避险系统当采面发生火灾、瓦斯、煤尘爆炸时，采面所有人员迅速佩戴ZH-30型化学氧自救器沿戊9-1016180采面火灾、瓦斯、煤尘爆炸避灾路线在30分钟内撤人至紧急避难硐室或地面发生事故地点（采面）戊9-1016180风巷外切眼戊9-101618

47、0外风巷戊9-1016180设备道-450车场轨道下山下段（避难硐室）中部车场轨道下山上段东平巷副井地面。发生事故地点（采面）戊9-1016180机巷运输机下山（九-六川）轨道下山下段（避难硐室）中部车场轨道下山上段东平巷副井地面四、压风自救系统 采面机风两巷的风管采用50mm铁管，每50m设一个阀门。 eq oac(,1)副井东平巷运输机下山戊9-1016180机巷戊9-1016180采煤工作面 eq oac(,2)副井东平巷轨道下山上段中车场轨道下山下段-450车场戊9.1016180设备道戊9.10-16180外风巷外切眼戊9-10-16180里风巷戊9-1016180采煤工作面 五、供

48、水施救系统 采面机风两巷的水管采用50mm铁管，每50m设一个阀门。 eq oac(,1)副井东平巷轨道下山上段中车场轨道下山下段-450车场戊9.1016180设备道戊9.10-16180外风巷外切眼戊9-10-16180里风巷戊9-1016180采煤工作面 eq oac(,2)副井东平巷一川运输机下山戊9-1016180机巷戊9-1016180采煤工作面 六、 通讯联络系统 距采煤工作面上下出口1020m范围内各安装一部电话，风巷泵站安设一部电话，转载机机头安设一部电话，上下出口的电话随着工作面的回采向外移动。第八章 安全技术措施第一节 总则1、为贯彻执行“安全第一，预防为主”的生产方针，

49、保证安全生产，制定本规程。2、在本工作面作业的所有人员都必须遵守煤矿安全规程、煤矿工人安全技术操作规程和本作业规程，遵守矿山安全法。3、作业规程在采面投产前必须“三贯彻”，履行签字手续，经考试合格后方可上岗作业。4、工作面投产前，由队长、技术员带领全体职工走一趟避灾路线，以后，每月由工长带领走一次避灾路线。5、队（工）长对所管辖范围内的安全生产负直接责任，技术员对安全工作负技术责任。6、干部跟班上岗，负责本班安全生产，搞好各项措施落实情况；班组长、验收人员组织本班职工按作业规程和质量标准化标准进行作业，坚决做到不安全不生产。7、职工对所在岗位的工作要尽职尽责，搞好自保、互保和联保工作，做到“三

50、不伤害”，杜绝“三违”现象发生。职工有权拒绝违章指挥。第二节 回采工艺安全技术措施 一、割煤措施1、每班割煤前，严格按照“操作规程”和“岗位责任制”要求，对采面支架、顶板及煤壁等全面检查，有隐患要先处理后方可作业。2、严格执行现场交接班制度，各岗位要持证上岗。3、开车前，采煤机司机必须对采煤机进行检查，检查各零部件、螺丝是否齐全牢固；各操作阀、按钮是否灵敏可靠；检查喷雾和冷却系统是否完好，水压、流量是否正常；检查各部位油量是否符合规定。检查完毕，将采煤机空转，看运转声音是否正常，发现问题及时处理。4、开车前，首先发出启车信号，滚筒上下10m内所有人员躲至安全地点后方可点车。5、开车前，必须先开

51、水，水的流量、压力不足时严禁开车。6、启车后，采煤机司机要时刻注意支架、顶板及煤壁情况，选择合适的速度进行割煤，均匀煤量，以免压死输送机。注意：运输机停止，严禁割煤。7、采煤机司机要三人协同作业，分工合作；要密切注意采煤机前后的情况及采煤机运行情况，严格控制采高，不得任意留顶底煤。8、割煤时要求沿顶回采，保证不漂刀，不啃底，不留台阶，煤壁割直。9、割煤时，随时注意行走机构的运行情况、采煤机前后有无人员和障碍物、有无大块煤（矸石）或其它物件从采煤机下通过，若发现有不安全情况，应立即闭锁工作面运输机，并停止牵引和截割，进行处理。10、改变采煤机方向时，必须先停止牵引，将控制面板速度调到零，发出开机

52、信号后，再向相反方向开车，严禁带速更换牵引方向。11、牵引速度要由小到大，逐渐加大，严禁一次加到最高速度。12、工作面遇特殊情况，如支架不稳、顶板不好等情况时要先处理好后再割煤；遇有坚硬矸石，采煤机割不动时，要先放震动炮。放炮时，要放小炮且采煤机离放炮地点20m以外。13、割煤时，要时刻注意采煤机拖揽装置，严防挂卡、挤坏电缆、水管。14、割煤时，根据现场情况，如确实需漂刀或卧底时，必须把每排的漂刀或卧底量控制在70mm120mm之间，以防止漂刀幅度过大推不动运输机或下扎幅度过大机身倾斜太严重而损坏设备。15、看前滚筒的司机要注意观察顶板情况，根据顶板变化情况随时调整滚筒高度，严防割碰支架顶梁。

53、16、采煤机运行区域上、下10m范围内严禁无关人员经过或作业，采煤机运行距上、下端口10m以内时，严禁人员在端头及周围随意通过，严禁人员站在正对运输机方向。17、割三角煤时，根据运输机弯曲度及截深要求，斜切进刀长度不少于30米。18、遇到坚硬岩石时，严禁强行割煤，必须提前放震动炮，并及时更换损坏的截齿。19、采煤机检修、处理故障或更换截齿时，包括滚筒上下3m内有人作业时，必须断开隔离开关，打开离合器，停电闭锁，并派专人监控。20、严禁用采煤机拉运其它设备，严禁大块矸石、梁、柱、圆木等坚硬物品通过运输机拉运，以防顶翻煤机。21、严禁随意盲目开机试车，以防机械事故及机械伤人事故发生。22、采煤机和

54、运输机的闭锁必须灵敏可靠，严防机械伤人事故发生。23、工作面过断层时要及时制定补充安全技术措施，加强顶板和煤质管理；距断层30m时开始在采面撒阻化剂，采取防灭火措施。24、煤机割到两端头时，端头10m范围内不准有人，防止杂物或煤、岩块伤人。25、回采时，每班安排人员对工作面及机风巷的支护情况进行检查，发现漏液或卸载等情况要及时汇报处理。 二、移架措施1、支架工持证上岗，严格执行现场交接班制度、岗位责任制和操作规程。2、所有进入煤墙侧作业人员必须执行“敲帮问顶”制度。3、移架前要对支架进行全面清理和检查，确保架前、架间无杂物、浮煤，确保支架各液压管件、连接销、千斤顶牢固可靠齐全，无跑、冒、滴、漏

55、现象。4、移架时注意不要挤坏挡煤板下悬挂的电缆，保护好各种线路及设备。5、移架前要挂好线，坚持按线移架，确保支架成一条直线，误差不超过50mm。6、移采面第一架及最后一架时，应将机、风巷支架提前改够距离，确保端头支架的移架质量。7、支架操作为本架操作：支架工应站在支架脚上作业，任何人不许躲在被移架间内架脚前方、推移千斤顶框架间。移架时支架工要照前顾后，发出信号，严防顶板掉矸，伤人或挤伤人员。8、采面移架为追机移架，距采煤机后滚筒不超过5架，若顶板破碎，应拉超前架或停机移架。9、移架时要先降架，降幅不许超过200mm，顶板破碎时要带压擦顶移架。10、正常移架操作顺序：先将护帮千斤顶截止阀开启，将

56、护帮板收回再收侧护板，降立柱使顶梁略离顶板，当支架可移动时，立即停止降柱，使支架移至规定步距；然后调架，使支架推移千斤顶与运输机保持垂直，支架不歪斜，中心距符合规定；然后伸出侧护板，使其紧靠相邻支架；升立柱的同时调整平衡千斤顶，使顶梁与顶板严密接触35秒钟，以保证达到初撑力。最后，将护帮板伸出抵至煤墙，将护帮千斤顶截止阀关闭，将各操作手把打到“零”位。11、移架时，本架上、下相邻两架支架推移千斤顶应处于推溜状态，防止移架时将运输机拉回。12、移架后升架时，密切注意好支架侧护板，严防挤架、歪架、咬架，否则应立即处理。13、移架时要保证架脚平整，否则要进行抬架脚或挖架脚工作，需用木梁抬架脚时，木梁

57、直径不得低于0.16m，严禁用侧护板提架脚，作业人员要站在安全的地方进行操作，并且有一人负责观山，架脚抬起后，及时清理浮煤，垫平架脚，使支架走平，支架升紧后，操作手把要打到零位，严禁乱动。14、底座下陷稍深时，在支架顶梁下打一个斜撑木柱，并系上防倒链，以防倒柱伤人，然后降柱提起底座，此时也可将道木垫入底座，再移架到新的工作位置，防倒链一头栓在柱子上头，挂钩挂在支架顶梁上，有专人认真检查，确保安全可靠，柱子上、下头垫上道木，防止柱子滑落。15、在采用刮板输送机里打撑柱，采面刮板输送机开关打到停止位置，并挂停电牌，严格执行停送电制度，送电人员送电要确认无误，方可送电。16、抬架前，准备好垫架脚的道

58、木，高度达到后及时垫上道木，垫道木时手不准伸到架脚下，严防架子突然下落造成人员受伤。抬架脚高度不超过400mm。17、在顶板条件不允许支架前梁下降时，可在临架支架前梁下悬挂一千斤顶，并让此千斤顶处活塞杆伸出状态，然后用锚链将本架底座和千斤顶连接起来，当向千斤顶供液使其活塞杆回缩时，把本架底座吊起，同时降柱移架。18、操作本架时，人员躲在支架架箱支护的空间里，支架前梁下不准站人，所降架周围不准有人，严防掉矸伤人。19、移架时，若需用单体柱，帮着推架时，必须先选好支点，人员躲在安全处操作，远距离操作，注液枪卡好后，扳机用绳拴好，液压管一头接到10m外支架上，远距离操作，严防崩挤伤人员或损坏支架部件

59、。20、当支架倾倒比较严重时，移架前在支架倾倒方向顶梁下支一根斜撑柱子，并系上防倒链，严防倒柱伤人，拉架时，支架在此斜撑柱子作用下摆正，注液枪在柱子上卡好后，扳机用绳或扎丝拴好，液压管一头接到10m外支架上，远距离操作，使单体柱伸长，严防崩挤伤人员或损坏支架部件。21、若支架倾倒严重，可用两个或更多防倒液压千斤顶扶架，在支架上方用千斤顶拉顶梁，在支架下方用千斤顶拉底座，支架与千斤顶连接的链子要安全可靠，人员站在安全位置，防止断链发生事故。22、处理倒架时，有一名工长或班长现场指挥，并负责安全工作，要远距离操作，严防支架挤伤人员或掉矸伤人。23、调架过程中与调架无关人员严禁在调架地点逗留，站到安

60、全位置。24、支架底座前的煤岩要清净，减小拉移支架时的阻力，拉移支架时，本架及邻架电缆槽上严禁有人。25、调整支架时有一名工长或班长现场指挥，并负责安全工作，确保安全生产。26、支架升紧后，操作手把要打到零位，关闭截止阀，严禁乱动。27、支架升起后，若煤墙片帮严重，必须超前移架临时支护，以防事故发生。此时应设专人观山，采煤机、运输机停电闭锁。28、拉架如果遇到支架有立柱下降、拉不动等故障时，要详细查找原因，排除故障。排除故障时，所有人员必须躲开高压液体及管子可能冲击方向，严防意外伤人。29、如果采面顶板压力大，片帮严重或仰采时梁端距超过340mm时，要及时拉超前架，超前拉架后超过规定时，在前梁