S1109综采工作面回采规程

汾西矿业集团新阳煤业有限责任公司S1109综放工作面作业规程-【2009】汾西矿业集团(有限)公司新阳煤矿作业地点:S1109低位放顶煤综采工作面采第（1）号作业规程施工单位：综采一队施工负责人：白金海编制：张瑞忠邢智军审核：宋承辉批准日期:2009年月执行日期:2009年月汾西矿业集团（有限）公司新阳煤业

S1109低位放顶煤综采工作面作业规程说明一、本规程包括封面、作业规程说明、会审纪要、目录、正文、附图六项内容，共计页，其中正文页，附图页，其余页。二、正文内容共八章。会审名单(签字)(日期)(签字)(日期)总工程师:生产矿长：生产副总:安全副总:调度主任:回采主任：生产科长:机电区:运输区:通风区:安监处:劳人科:供应科:企管科:计划科:地测科:煤质科:监测监控：电讯中心：队长:矿回采作业规程会审记录规程名称:S1109工作面回采作业规程会审时间:会审地点:生产技术科主持人:张四伟会审意见:目录第一章工作面概况…………5第二章采煤方法……………7第三章顶板管理及支护……11生产系统及要求……18第五章通风系统及管理……43第六章劳动组织……………47第七章安全技术措施………54第八章附图…………………85第一章工作面概况一、工作面位置及井上下关系：1、井上位置:本工作面位于贤者村西南约1000m处，地面被黄土覆盖，地面标高为+920～+995m。2、井下位置及四邻采掘情况：S1109工作面北邻泉子山小煤窑破坏区，西邻S1111工作面（未掘），南至回风巷，轨道保安煤柱，东至南总回风巷保安煤柱。（附:工作面井上下对照图1-1）3、回采对地面的影响：地面无设施，工作面回采对地表会造成裂缝和塌陷。二、煤层赋存情况：本工作面开采太原组9－10－11#煤，煤层总厚平均9.56m。结构为1.54（0.41）6.41（0.2）1.3。属复杂结构煤层。煤种为瘦煤。稳定可采。煤层平均厚度8.95m，煤层倾角2～7°,平均倾角4°。工作面工业储量=870×200×9.56×1.35=2245644t工作面可采储量=870×200×2.7×1.35×95%+(930-20)×200×6.86×1.35×77%=1900355t2、煤质情况：工作面煤岩类型为光亮—半光亮型，煤种为瘦煤。（各项工业指标表见表1-1）工业指标表表1-1水分M(%)灰分A(%)挥发分V(%)硫S(%)工业牌号1.3519.6520.353.5SM三、顶底板情况（见表1-2）顶底板情况表1-2顶底板名称岩石名称厚度（m）岩性特征老顶灰岩7.39深灰色,含方解石脉，夹燧石结构，及纺锤虫化石直接顶灰岩2.04灰黑色,夹方解石脉和纺锤虫化石直接底泥岩7.91灰色粘土泥岩,含植物化石老底铝土页岩7.64灰色泥岩（附:煤岩层综合柱状图1-2）四、地质构造情况：S1109工作面地质构造简单,煤岩层基本为单斜构造区，煤岩产状为走向北西，倾向北东。构造名称：F1走向359o、倾向89o、倾角16o、性质：逆断层，落差H=5.0,对回采的影响程度较大。断层位置：运输巷回采至606m左右、断层对材料巷回采基本不影响。五、水文地质情况：本工作面直接含水层为煤层顶板K2灰岩含水层，其上覆含水层还有K3.K4灰岩含水层，其含水量丰富，但补给不足，以静储量为主，随着下部S901、S902、S1103、S1104、S1105工作面的开采释放，水量已不大，对本工作面回采影响不大，下伏含水层为奥陶纪石灰岩含水层，其含水量丰富，但距煤层较远，且水位标高低于本煤层，故对回采亦无影响。（考虑过断层时涌水量）预计本工作面涌水量15-25m3/h。六、影响回采的其它地质情况：1、瓦斯：本矿井为低瓦斯矿井，瓦斯绝对涌出量为0.2m3/min。2、煤尘：煤尘具有爆炸危险性，9#煤爆炸指数为18.32%，10#煤爆炸指数为18.70%，11#煤爆炸指数为18.44%。3、煤层自燃：煤层具有自燃发火倾向，发火期为4～6个月。4、地温、地压：工作面无地温、地热异常。5、问题及建议：1、通过S1103、S1104、S1105工作面已回采情况分析。本工作面在开采过程中水量超不过30m3/h。但因K2.K3.K4灰岩溶洞水含水量丰富。为保证安全生产。应准备好排水设施，加强排水管理。2、因本工作面采用一次采全高，放顶煤开采，故在回采过程中应提高资源回收率。3、由于上部K2灰岩厚度不稳定，施工队组在回采过程中应加强顶板管理，确保安全生产。4、本工作面内距运输巷10m处有一个钻孔21-01，因封孔质量不详，希回采到该处时加强观察，防止突水，确保安全生产。5、本工作面切眼外为小煤窑破坏区，故在回采过程中应注意观察顶板及淋水情况，确保安全生产。6、工作面推进到断层附近时，加强顶板支护管理，确保安全生产。7、据坑透资料分析，本工作面无异常。七、巷道布置和工作面参数：1、巷道布置：S1109工作面由运输巷、材料巷及切眼构成完整的生产系统，巷道均布置在11＃煤层中，以2＃矸作为顶板。运输巷与材料巷方位为321°，切眼垂直于两巷，方位为231°。S1109运输巷通过联络巷与南采轨道上山联通,构成进风、行人系统，并与回风上山联通，构成回风、运煤系统；S1109材料巷通过联络巷与南采轨道上山联通,构成进风、行人、运料系统。（巷道特征见表1-3）巷道特征表表1-3项目名称支护形式支护材料长度(m)4.22.711.34锚网、钢带、锚索、金属网锚杆、钢带、锚索9203.72.79.99锚网、钢带、锚索、金属网锚杆、钢带、锚索8207.52.518.75金属网200（附:巷道断面图1-3；1-4）2、工作面基本参数：（1）工作面长度：199m（净平距）；200m（净斜距）（2）平均可采走向长度：870m（3）煤层厚度：9.56m（4）煤层倾角：2°～7°（5）面积：174000m2（6）容重：1.35t/m3（7）工业储量：2245644t（8）可采储量：1900355t（9）割煤回采率：95%（10）放顶煤回采率：77%3、停采线：S1109工作面采至南采轨道巷保安煤柱线时停采。第二章采煤方法一、采煤方法：1、名称：走向长壁综合机械化低位放顶煤采煤法。2、采高及层位控制：根据煤层赋存情况、巷道掘进高度及采煤机与支架的配套关系，确定工作面采高为2.7m。回采时，以2＃矸标志层作为工作面顶板，一方面在保证采高的前提下留设一定厚度的底煤(200～400mm)，防止割破铝土泥岩，造成底鼓或支架钻底给生产带来不利影响；另一方面保证有足够的顶煤厚度，使采放比合理，减少丢煤。3、工作面推进方向：由北向南推进。二、采放煤工艺：工作面按照破、装、运、支、移顺序进行作业，主要生产工序为：割煤→移架→推前溜→放顶煤→拉后溜，完成上述一组工序即为一个循环。1、割煤方式：双滚筒采煤机割煤，采高2.7m，截深0.8m；支架尾梁插板伸缩摆动落下位顶煤，矿山压力破碎上位顶煤，并借助插板破碎大块煤,防止堵塞放煤口的综合落煤方式。循环进度0.8m。采煤机进刀方式：根据本工作面设备参数，参照S1104、S1105工作面的回采经验，本综放工作面采用采煤机中部斜切进刀单向割煤和采煤机端部斜切进刀双向割煤两种进刀方式，一般情况下优先选用前者，但出现工作面顶板恶化，可采用端部斜切进刀双向割煤方式，并及时超前拉移支架加强对顶板的控制。2、装运煤：采煤机滚筒和前部输送机前移配合装运煤；支架掩护梁和尾梁上方的顶煤，在尾梁插板收回后，利用自重自动溜入后部输送机的溜槽中运出，尾梁插板完成大块煤的破碎，并通过上下摆动尾梁破坏掩护梁上方由大块煤形成的临时拱式结构。前、后两部输送机平行运煤，集中到桥式转载机和胶带输送机上运出。3、移架方式：移架时采用本架操作，移架方式为单架依次顺序式，即沿采煤机前进方向追机作业，移架时将支架部分卸载,带压擦顶移架。支架工作方式为及时支护方式，即采煤机割煤后，滞后采煤机后滚筒2～3架开始移架。顶板破碎时紧跟前滚筒伸伸缩梁或超前移架，每次只准收回1个护帮板，紧跟前滚筒移架或停机超前移架并及时打开护帮板，移架时所移支架两侧支架必须处于推溜状态，移架步距0.8m。采用中部斜切进刀单向割煤：(1)、根据采煤机、前部输送机特征，采煤机斜切进刀长度应不小于25m，本工作面进刀段为58～74#架。(2)、采煤机割至上(下)端煤壁，移架至3#(133#)架并及时将1～3#（135～133#）过渡支架的伸缩梁伸出护顶；采煤机下(上)行清扫浮煤，至74#架割三角煤进刀(74#架斜切进刀)，待采煤机进刀后，自74#架（58#架）向下(上)推移前部输送机一个步距。开始移1～3#（135～133#）过渡支架，移架的顺序为：先移1#(135#)架，再移2#(134#)架，最后移3#(133#)架。(3)、采煤机正常割煤时，滞后采煤机后滚筒2～3组支架顺序移架（顶板破碎时可紧跟前滚筒移架）。(附:采煤机中部斜切进刀示意图2-1)4、推、拉溜方式：(1)、推移前部输送机：在工作面支架本架上操作，根据刮板输送机前窜后滑情况实现从机尾至机头（或从机头至机尾）的推移顺序。推移弯曲段不小于20m，推移步距0.8m。推移输送机时要前后照应互相配合，至少分三次推移到位。(2)、拉后部输送机：拉后部输送机从机尾向机头（或从机头至机尾）单向顺序进行，且滞后放煤口15～20m进行，步距0.8m。5、放煤方式：本综放工作面的顶煤厚为6.86m，根据S1104、S1105放煤经验，部分顶煤随移架会自动放出，因此采用单轮顺序放煤法，本架操作，由顶板压力、支架反复支撑、尾梁上下摆动、插板来回伸缩等综合方式放煤，采用一采一放单轮顺序放煤方式，采放平行作业，放煤步距0.8m。放煤工必须严格执行《综采放顶煤工技术操作规程》。(1)采放比：设计割煤高度2.7m，放煤高度6.86m，故该面的采放比为：采放比＝2.7/6.86＝1:2.54(2)放煤口数量确定：按后部输送机能力确定放煤口数目。单口放煤量：qf＝1.5×0.8×6.86×1.35×77%＝8.56t其中：1.5——单组支架宽度；0.8——放煤步距；6.86——顶煤厚度；77%——顶煤回采率。单口纯放煤时间：根据S1104、S1105工作面放煤经验,单口纯放煤周期为180s，连续放煤周期195s/架，为便于顶煤充分放出，提高回采率，取tf＝200s。每分钟放煤量：Q＝8.56×60/180＝2.85t同时放煤口数目的确定：考虑2.0不均衡系数，同时应满足后部输送机1500t/h的能力要求。同时放煤口数目最大值为：Nf＝1500/（2.85×60×2.0）＝4.4个)由于移架后漏煤，因此取Nf＝3（个）放煤循环时间：Tf＝200/60×129/3＝143min(3)采煤机割煤速度的确定：根据采放平行作业的要求，割煤循环时间和放煤循环时间应相等，放煤工序循环时间为143min。单向割煤时，采煤机割煤速度按Vg1＝3.0～4.0m/min计，清煤速度按Vg2＝5.0～6.0m/min计，由下式：Tg1＝200/Vg1＝57.14取Vg1＝3.5m/minTg2＝200/Vg2＝36.36取Vg2＝5.5m/min割煤周期Tg＝Tg1＋Tg2＝57.14＋36.36＝93.5min同时考虑推溜和辅助时间大约45min，整个循环周期应为139min，和放煤周期大致相符，因此，本工作面采用一采一放单轮顺序放煤方式是可行的。6、初次放煤步距：根据矿压观测及S1104、S1105工作面经验，预计推进8～10m时，顶煤初次跨落，即可开始放顶煤，故将初次放煤步距确定为8～10m。7、循环放煤步距：工作面支架放煤口的水平投影长度约为0.8m，根据放煤理论，放煤步距应当与支架放煤口的纵向尺寸相一致，循环放煤步距应为移架步距的整数倍。合理的放煤步距要既能提高顶煤的回采率，减少资源损失，又能降低含矸率，保证煤质。结合S1104、S1105工作面经验，循环放煤步距确定为0.8m。三、提高回采率措施：1、严格按照规定采高进行开采，无特殊地质构造或变化时不得随意改变采高。2、严格按照规定层位进行开采，不得随意调高层位，改变采放比而影响回采率。3、加强放煤工序管理，严格按照规定进行放煤作业。4、加强放煤工艺研究，根据观测研究采用最合适的放煤工艺，提高放煤回采率。5、清煤工要及时将工作面浮煤清理干净。6、每旬由地测科负责，施工队组配合对煤层厚度进行一次探测，并做好记录，以制定合理的回收率。四、提高煤质措施：(一)、水分控制1、开机前，必须将工作面积水排净，否则严禁开机。2、各转载点喷雾、采煤机内外喷雾、架间喷雾做到停机停水，开机开喷雾，以减少外在水分。3、前、后部刮板输送机、转载机、破碎机等设备的冷却水，采用4寸软管集中回收至材料巷水仓,再转载排出,严禁进入煤流。4、检修时间，必须将各设备冷却水关闭（检查冷却水系统除外）。5、若采空区涌水量大，煤质水分指标超标时，严格控制各转载点及架间喷雾水量。(二)、灰分控制1、采煤机司机要掌握好采高，禁止割破底板岩石，当工作面遇断层时，严格按照过断层专项措施控制好割岩量。2、放煤工要严格岗位责任，严格按操作规程操作，见矸关闭插板，避免矸石流入煤流。3、支架检修工要检修好支架，杜绝支架尾梁自降，使矸石滑落入后部输送机。4、放煤工放完煤后，及时升起尾梁，关闭插板。5、各转载点应严格把关，出现大块矸石或其它杂物必须停机处理。（三）、煤流杂物控制1、切眼煤帮锚杆、金属网，在回采前全部回收后方可割煤。2、两端头提前两排剪网取锚杆铁饼。3、煤机在两端头割通后，端头作业人员必须在停机状态下及时将割出来的玻璃钢锚杆清理干净，不得进入煤流。4、每班交接班时“三机”司机必须检查刮板紧固情况，螺丝松动时及时紧固，变形损坏的E型螺栓及刮板及时更换。5、检修班加强设备检修，防止设备零部件松动掉入煤流。6、两巷木托板、废旧钢丝绳、网、棉纱、废旧零件、包装纸、班中餐食品袋、塑料袋等杂物垃圾必须清理干净，严禁进入煤流。7、检修时必须将输送带两边较长的边毛割下放置于垃圾袋中，以防进入煤流。8、工作面的物料、设备配件、工具要分类码放整齐，固定作业场所必须设置垃圾箱，并正常使用，定期处理。五、现场管理措施1、采煤机司机要严格控制采高和顶煤厚度，禁止破顶开采，工作面上下端头15m范围内对顶煤留设不作要求，顶煤在工作面上下端平缓过渡，相临支架高低错差不得超过2/3侧护板的高度。2、若遇顶板破碎,漏矸严重时,要超前带压移架,控制顶板。3、工作面如发现有大于300mm长的矸石,看闭锁键人员必须闭锁刮板输送机和转载机,从刮板输送机机头处将大块矸石拣出,并清理到采空区。4、架间若有漏矸,不准将架间的矸石清到刮板输送机上,必须拣出放在支架尾梁后。5、采煤机割煤时必须沿底板推进，不允许割底板。6、在工作面防尘水的管理方面必须在保证正常的防尘同时，严格控制水压和水量。严格执行停机必须停水的制度。7、每班必须安排专职人员在运输巷排水，防止积水流入工作面；严禁将积水清理到皮带和刮板输送机上。8、当煤壁、顶板淋、渗水增大时，应快速推进。9、经常派人检查材料巷和运输巷供水管路和工作面供液管路，发现跑、冒、滴、漏现象，及时处理。10、生产过程中必须将混入煤流中的托板、锚杆等杂物及时拣出，放在支架尾梁后。第三章顶板管理及支护一、顶板管理方法：采用全部垮落法管理顶板，选用ZF5800/17/32型支撑掩护式液压支架作为基本支架护顶。随着工作面推进，每循环落山顶板垮落一次。二、端头支护：1、工作面上下端头均采用三架ZFG5800/17/32H型排头架配合单体支柱支护顶板，上端头最后一个排头架与巷帮间采用3.6(3.2)mπ型梁与DZ－31.5(28)型单体支柱支护顶板：运输巷下端头采用ZFT15000/19/33端头架支护，材料巷上端头3.2mπ型梁平行于巷道分三排布置,π型梁梁头对接（间距不超过100mm），π型梁距排头架和落山帮均为400mm，中间再支设一排，均为一梁三柱，柱距900mm，上端头沿切顶线再支设一排二根切顶点柱。上下端头因推移输送机不能保证一梁三柱时，最少也应保证一梁二柱，待输送机推移到位后，及时补为一梁三柱。上下端头单体支护随工作面推进在切顶点柱的掩护下迈步前移，最后再回点柱放顶处理采空区。2、工作面两端头8m范围内铺设金属网进行护顶和挡矸,选用网卷规格为8×0.9m(长×宽)，网孔规格为:机织网40×40(mm)，联网丝采用16#铅丝，长度为550mm，单股对折使用，每隔300mm联一扣。铺网时,将网卷沿工作面倾向一次性展开,长边对接,短边与巷道顶网搭接长度为500mm；短边搭接处三排联接,每扣联网丝旋转数不得少于3圈,并将剩余茬头按倒插入网孔内。每循环割煤前，按要求挂网并联好，反折于机道上方，网与顶板夹角不大于30o,落煤后及时展网移架。回采过程中，必须根据该面的生产实践、上下端头及安全出口的实际情况，及时地修改、补充加强工作面上下端头及出口支护的相关措施，确保安全生产。三、两巷超前支护：1、超前支护距离：两巷超前支护距离从工作面煤壁算起:运输巷不少于40m（30m内两排支设，30～40m为单排支设），材料巷不少于50m。但两巷受采动影响矿压显现明显时超前支护长度必须随之加长。2、超前支护形式：运巷超前支护采用DZ－31.5(28)型单体支柱配用3.6(3.2)mπ型梁支护，具体形式为:3.6m(3.2)π型梁平行于巷道分二排布置，π型梁梁头对接（最大不得超过100mm的距离），π型梁距两帮均为400mm，均为一梁三柱，柱距900mm。（端头支架两侧若距帮距离大于1000mm时，需增加一排戴帽点柱支设，柱距1000mm，距帮400mm,柱帽选用300×200×200mm的木柱帽）运巷超前支护中间一排受转载机推移滑靴及破碎机影响不能保证一梁三柱时，最少也应保证一梁二柱，或者采用戴帽点柱临时护顶，待转载机推移到位后，及时补为一梁三柱。运输巷超前支护一但受机头大架的影响不能支设三排支护时，最少也应支设一排临时戴帽点柱护顶，以便达到本规程要求的超前支护长度。材料巷超前支护采用DZ－31.5(28)型单体支柱和3.2mπ型梁支护,平行于巷道分三排布置，π型梁梁头对接（最大不得超过100mm的距离），π型梁距两帮均为400mm，中间再支设一排，均为一梁三柱，柱距900mm。（附：工作面及两巷超前支护布置图3-1）。3、端头支护、超前支护工程质量要求：(1)单体支柱必须成直线布置，且迎山有力。(2)单体支柱必须挂好防倒链，以防倒柱掉梁伤人。防倒链全部挂在顶板上，所有钩子全部使用钢筋制作。(3)单体支柱必须穿φ300mm铁鞋支设，且必须支在实底上。若仍钻底严重，先穿木柱鞋（规格：长×宽×高=500×200×70mm）再垫铁鞋。(4)超前支护段单体支柱初撑力不小于6.5Mpa，端头支护段单体支柱初撑力不小于11.4Mpa。(5)单体支柱的三用阀注液口统一朝向落山方向。(6)π型梁与W钢带交叉处必须加垫板保证接顶严密，局部顶板低凹不平处，须用勾木或柱帽等勾严背实保证接顶严密。π型梁梁头对接,特殊情况下允许脱节(顶板出现较大台阶等)，但相邻脱节段之间间隔不得大于1m,以确保支护质量。(7)超前支护范围内巷道净高不得低于1.8m，且有不小于0.7m宽的人行道，若巷道底鼓时,采取人工镐刨下底以保证巷道净高不得低于1.8m。(8)超前支护范围内无浮煤、杂物和淤泥积水，电缆悬挂整齐。(9)发现漏液或失效支柱要及时更换。(10)回收下的单体支柱放在超前支护范围以外待支护地点，且必须摆放整齐并挂设好标志牌。四、特殊条件下的顶板支护：(一)初次来压及周期来压期间的顶板管理：1、工作面初采前，必须按规程要求支设好两巷超前支护。2、初采、初放期间，各有关部门要派专人到现场跟班盯岗，严把支护质量和工程质量关，发现问题及时处理。3、来压期间，采高严格控制在2.7～2.8m，严禁超高回采。4、必须保证泵站及支架液压系统无跑冒滴漏现象，泵站压力不低于30Mpa，支架初撑力不小于25Mpa，单体支护地段支柱初撑力不小于6.5Mpa。5、必须加强端头及两巷超前支护，保证出口安全畅通。6、工作面支架要随采煤机割煤后及时拉出，并保证前梁接顶严密，若煤壁片帮严重或顶板较为破碎，应在前滚筒割煤后及时伸出伸缩梁护顶，追机打开护帮板护帮。必要时应在割煤前超前拉架。如超前拉架后端面距仍超过规定，应在支架前梁上挑棚板支护且在梁下支设贴帮柱。7、来压期间，应积极组织生产，加快工作面推进度，尽快摆脱压力影响。8、必须保证工作面直线度，以防产生局部应力集中。(二)过断层期间的顶板管理断层处煤层节理将非常发育,煤(岩)体破碎,极易造成工作面煤壁片帮和架前端面冒顶,因此必须加强过断层期间的顶板管理。1、根据过断层技术要求，必须将断层影响范围内的支架顶梁调整为同一水平，避免架间错差大漏顶煤，扩大漏冒顶范围而影响顶板管理。2、断层影响范围不放顶煤，距断层两侧各5个支架提前将后溜拉回，避免放顶煤增大顶板的下沉量，而影响端面顶板的控制。3、过断层期间采取超前拉架支护方式，充分利用伸缩梁护帮板控顶护帮，并支设贴帮柱，每架一根。（三）工作面发生拉槽、冒顶事故时的顶板管理：1、首先及时将拉槽、冒顶两边缘支架伸缩梁伸出并严密接顶，必要时将支架超前拉出，或在煤帮平行于工作面支设戴帽点柱,以防冒顶范围向两边扩展。2、在拉槽、冒顶地段，先在煤帮挖好梁窝，视拉槽、冒顶的长度平行于工作面交错支设3.0m木梁，然后垂直煤壁在木梁上用棚板勾顶，棚板一端支在支架前梁上，另一端支在木梁上，待支架拉出挑住木梁后再回掉单体支柱。3、若片帮严重或顶板破碎，应在前滚筒割煤后及时伸出伸缩梁护顶，追机打开护帮板护帮,必要时应在割煤前超前拉架。4、若超前拉架，端面距仍然超标，必须在煤帮布置平行于工作面的3.0m大梁,一梁二柱支设。五、支架选型计算：1、支护设备及材料：根据工作面顶板及现有设备状况，选用129架ZF5800/17/32型中间架，6架ZFG5800/17/32H型排头架，一架ZFT15000/19/33型端头支架对机头侧进行支护。工作面两巷超前支护选用单体液压支柱配用π型梁支护，单体支柱具体规格根据巷道参数选定。为防止支柱钻底，保证支柱初撑力，超前支护单体支柱要穿铁鞋。此外，还需备用一定数量的柱帽、棚板、木梁、π型梁以备特殊支护用。支架主要参数及技术特征表表3-1序号项目中间架排头架端头架单位ZF5800/17/32ZFG5800/17/32HZFT15000/21/321最小高度170017002100mm2最大高度320032003200mm3支架宽度1430/16001430/16002900mm4支护面积6.476.98㎡5中心距150015002150mm6额定压力31.531.531.5Mpa7初撑力465346531309KN8工作阻力5800580015000KN9支护强度0.84~0.850.85~0.850.7Mpa10底板比压0.92~1.940.92~1.941.036Mpa11推溜力563563633KN12移架力320320360KN13移架步距800800800mm14操作方式本架操作本架操作本架操作15支架重量215512310960000kg16安装数量12961（组）架项目规格单位数量备注单体支柱DZ35根150含备用单体支柱DZ31.5根250含备用单体支柱DZ28根100含备用单体支柱DZ25根20含备用单体支柱DZ22根30含备用单体支柱DZ18根30含备用单体支柱DZ14根30含备用铁柱鞋Φ300mm个300含备用∏型梁长3600mm根25含备用∏型梁长3200mm根60含备用∏型梁长600mm根20含备用支护材料使用及消耗表表3—22、支架选型验算：（1）根据经验公式，支架应达到的支护强度为：P=8Mγ式中：P—考虑老顶来压时的支护强度M—采高，M=2.7mγ—上覆岩层平均容重取γ=2.4t/m3P=8×2.7×2.4＝51.84t/m2=0.52MPa而中间架支护强度为0.84MPa，排头架支护强度为0.84～0.85MPa。显然P<P架，故能满足支护要求。P架—支架支护强度。（2）支架底板比压验算:采区底板比压值P1＝15MPa，支架底座箱对底板比压P2≤0.92～1.94MPa，即P1＞P2。故所选ZF5800/17/32型支撑掩护式液压支架能够满足顶底板管理的需要。工作面条件支架适宜采高采高(m)2.71.9～3.0倾角(°)2～7°（平均：4°）≤15°煤厚（m）9.856～20煤层硬度（f）1.02.0～3.0底板比压（Mpa）150.92～1.94支护强度（Mpa）0.520.84～0.85顶板Ⅲ级2类工作面条件与支架适应条件对照表表3-3通过以上验算及对照表可见，选用ZF5800/17/32型和ZFG5800/17/32H型支架是合适的。3、最大最小控顶距：根据支架的技术参数确定最大控顶距为5.7m，最小控顶距为4.9m，端面距不超过340mm。（附图3-2、3-3）六、两巷回收：(一)回收要求：1、材运两巷煤帮帮锚、顶锚及锚索均由生产班负责回收，帮锚随当班的推进度回收，也可超前1～2个循环回收。顶锚随采空区处理一并回收，严禁超前回收,铁饼、锚索、锁具回收率不低于60%。2、材运两巷轨道和枕木随工作面的推进及设备列车的拉移而回收，运输巷可超前转载机10～20m回收，回收物件及时装车出井，回收率为100%。3、回收物品在指定地点分类分规格码放整齐，并按时装车出井。(二)回收方法：超前支护支架回收超前工作面的距离以保证本班进度为宜，回收时，将梁下支柱改为点柱，垂直于巷道布置，将π型梁前移够本班进度后,与超前支护支架交错支设,直到能够完整回收一根π型梁为止。如遇顶板压力较大且较为破碎时，先用木梁维护顶板，然后再回支架。(三)回收安全措施：1、回收必须严格执行“敲帮问顶”制度和先支后回原则。2、使用回柱绞车回柱前应对回柱绞车、钢丝绳、钩头的完好情况和各部螺栓的紧固情况以及压柱的稳固情况进行详细检查，不合格时不得开车。3、作业过程中，钢丝绳道内打好警戒线并严禁有人员停留、行走。4、回柱绞车应稳固在工作面50m以外的安全地点，并随着工作面推进逐渐向外移设，回柱绞车用地锚稳固(根据绞车型号确定稳固方式)，其中两根压柱要与顶底板垂直，两根戗柱打在绞车前面两侧，与底板成65～70°夹角。5、人员搬运单体支柱、π型梁、木梁等重物时，要协同作业，步调一致。6、回收单体支柱后，若片帮严重，可在巷帮打戗杆加强支护，但要保证人行道宽度符合要求。7、使用回柱绞车时，必须用清晰准确的信号联系，以免发生误操作。8、回柱绞车钢丝绳应从滚筒下部引出，以利于绞车的稳定。9、回柱绞车开车中要随时注意被拉物件的情况，发现异常现象（绞车松动、被拉物件不动等）时要立即停车检查，不得硬拉。10、回柱绞车操作人员不得远离绞车，必须站在护身柱后方。11、回收超前支护支柱时应打好护身柱，必要时支设替柱进行回收，确保安全。七、支护监测1、工作面观测：为了掌握顶板活动规律，保证工作面安全生产，在工作面每一架支架安设一组二个压力表，另外在两端头以及工作面每15m安设一组两台YHY60（ZDYJ-ⅡA）型煤矿压力连续记录仪，每个观测点必须悬挂明显的标志牌，并标明测点编号，对工作面液压支架初撑力及工作阻力进行实时动态监测，同时每天统计一次支架前端顶板的破碎及煤壁片帮情况；对工作面的支架安全阀开启情况及支架因顶板压力损坏的部件等进行全面统计。通过对观测记录下来的数据进行技术分析和处理，总结出顶板活动规律及支架与顶板相互作用的机理，根据观测结果及时采取相应措施，更好地指导生产。2、两巷监测：超前支护单体支柱阻力的观测用单体支柱压力表，在超前支柱支设时开始观测支柱的阻力变化情况，同时在运输巷每隔50m支设一根信号点柱,加强两巷顶板压力状况及位移量观测，定期开展顶板普查工作,确保安全生产。3、支护质量监测：⑴、每个生产班由验收员依据综采工作面工程质量验收单要求进行验收，并将监测结果认真记录。区队根据验收单反映的现场支护情况，实施动态管理。监测内容：工作面包括支架初撑力、煤壁片帮值、端面距、采高及支架前端顶板冒落情况，两巷包括单体支柱初撑力、超前支护等。⑵、每旬由质量科不定期对工作面和顺槽支护质量动态检查一次，对存在问题，由采煤队限期整改。八、初撑力管理1、泵站压力必须≥30Mpa，严禁随意调整泵站压力。2、工作面支架的安全阀、液压锁、液控单向阀、平面截止阀及各种液压管路(包括管路接头及密封)必须完好，若损坏必须及时更换，液压系统杜绝跑冒滴漏，确保完好。3、每次伸架后必须达到规定的充液时间，并进行二次补液，确保初撑力达到规定要求。4、乳化液浓度不得低于3-5%，工作面液压支架初撑力不得低于规定值的80%。第四章生产系统及要求一、运输系统及管理：1、运煤系统：S1109工作面前、后刮板输送机—S1109运输巷转载机—S1109运输巷胶带输送机—南采二部胶带输送机—南采头部胶带输送机—下组煤煤仓—主斜井—地面煤仓。2、运料系统：副立井—井底车场—南大巷—南辅助运输巷—南采轨道上山—S1109材料巷—S1109工作面。3、行人路线：地面—副立井—南大巷—南轨道斜巷—南采轨道上山—S1109材料巷—S1109工作面。（附:工作面生产系统图4-1）二、机电管理：（一）S1109综采工作面供电设计⑴负荷统计序号名称型号功率(KW)台数合计（KW）电压（V）1后部溜子SGZ-880/8002×4001800114021#移动变电站KBSGZY-1600160011140负荷小计8003喷雾泵XPB-320/6.34529011404采煤机MG300/700-WD2×300+2×40+20170011405破碎机PCM-2002001200114062#移动变电站KBSGZY-1600160011140负荷小计9907前部溜子SGZ-764/6302×315163011408转载溜子SZZ-1000/400400140011409照明综保ZXZ8-44141140103#移动变电站KBSGZY-1600160011140负荷小计103411乳化液泵WRB400/31.52501250114012乳化液泵WRB400/31.52501250114013顺槽胶带机SSJ-1200/2×3152×31516301140144#移动变电站KBSGZY-1000100011140负荷小计1130155#移动变电站KBSG-315315660合计3954⑵负荷计算１、1#移动变电站选择计算采用需用系数法进行计算式中：Ｓ───视在功率ＫＶＡ∑ＰＮ───所载用电设备额定功率之和ＫＷCOSα──参加计算的用电设备平均功率因数，取0.7Ｋｒ──需用系数选用KBSGZY-1600/1.2型移动变电站一台，可满足要求。２、2#移动变电站选择计算采用需用系数法进行计算式中：S───视在功率KVA∑ＰＮ───所载用电设备额定功率之和KWCOSα──参加计算的用电设备平均功率因数，取0.7Ｋｒ──需用系数选用KBSGZY-1600/1.2型移动变电站一台，可满足要求３、3#移动变电站选择计算采用需用系数法进行计算式中：Ｓ───视在功率ＫＶＡ∑ＰＮ───所载用电设备额定功率之和ＫＷCOSα──参加计算的用电设备平均功率因数，取0.7Ｋｒ──需用系数选用KBSGZY-1600/1.2型移动变电站一台，可满足要求４、顺槽胶带机移动变电站选择式中：Ｓ───视在功率ＫＶＡ∑ＰＮ───所载用电设备额定功率之和ＫＷCOSα──参加计算的用电设备平均功率因数，取0.75Ｋｒ──需用系数选用KBSGZY-1000/1.2型移动变电站一台，可满足要求三、供电电缆的选择S1109工作面所有负荷，采用双路电缆供电，第一路供1#、2#移动变电站，采煤机和后部运输机等，总功率为1790KW，第二路供3#、4#移动变电站，前运机输、转载机、皮带机系统，总功率为2164KW。因此计算出第二路即可。１、供1#、2#移动变电所的高压电缆1.1计算长时工作电流＝2164KW1.2按持续工作电流选择电缆截面查《煤矿电工手册》，选用UGSP-3×70mm2+3×16/3+JS－1450m电缆。该电缆Ｉ＝205A>176A。

1.3按电压损失校验电缆截面（校验到地面变电所）式中：P───线路通过的有功功率KWL───电缆长度KMD───导电率Ω．mm2MUe───线路额定电压KVS───电缆截面mm2R———高压线路总阻值ΔU＝×176×1×0.70=213Ｖ按不小于5％校验6300×5％＝315Ｖ213＜315合格1.4按短路电流校验电缆的热稳定性式中：Smin───短路时电缆最小热稳定截面mm2 ———三相断路电流稳定值Ａ ───断路电流的假想时间，取开关跳闸时间J＝0.25 C─—─电缆的热稳定系数，查手册取Ｃ＝93.4短路电流周期分量为：==式中：Ｓｄ——为供电开关的短路容量，Sd=50MVA。

=4580×=26mm2<70mm2符合要求。2、采煤机组电缆选择及校验2.1按长时允许载流量选择校验采煤机电机持续工作电流Ｉg=kｘ∑Pe/Uecosφ=0.66×600/1.732×1.14×0.75=195A选用7S型3×95mm2电缆360M1条,其载流量为260A＞195A,合格，选用。2.2按正常运行时的电压损失校验2.2.1允许网络电压损失△U=1200-(1140×95%)=117V2.2.2支线电缆的电压损失为:式中:D导电率取42.5Pe电动机额定功率KWKf负荷系数取1Lz支线电缆长度M

η电动机效率2.2.3变压器的电压损失2#KBSGZY-1600型移动变电站Rb=0.0045ΩXb=0.0402Ω式中:tgφ--cosφ的对应值(cosφ=0.7)总电压损失为:△U=△U+△Ub=49+24=73V<117V故合格2.3按煤机起动时进行校验根据煤机的工作情况，截割电机起动时电压损失量大，只计算此种工作情况即可。采煤机最大电机起动时，系统总电流为：Ｉ＝1058+118+146.6＝1322.6Ａ电机最小允许起动电压为：起动时变压器的电压损失百分比：△Ub％＝(ＵR×COSφb＋Ｕx×Sinφb)×β＝(0.5×0.7＋4.47×0.714)×1322.6/770＝6(％)式中：β—变压器的负荷系数，起动电流与变压器额定电流的比值起动时变压器的电压损失为：起动时电缆损失为：式中：IQ实际起动电流。总电压损失为：△UQ＝△UBQ＋△UZQ＝72＋58.8＝130.8VU2e-△UQ=1200-130.8=1069.2V>UQmin=789.8V合格。3、前部运输机电缆选择、校验3.1按长时允许载流量选择校验前部运输机电机为2×315KW，持续工作额定电流:2×190A,选用UPQ型电缆3×70mm2电缆电缆2条,其载流量为215A>190A。合格3.2按正常运行时的电压损失校验3.2.1允许网络电压损失△U=1200-(1140×95%)=117V3.2.2前运输机机头负荷电缆的电压损失为:式中:D导电率D=42.5Pe电动机额定功率KWKf负荷系数取1Lz支线电缆长度Mη电动机效率3.2.3变压器的电压损失3#KBSGZY-1600型移动变电站Rb=0.0045ΩXb=0.0402Ω式中:tgφ--cosφ的对应值(cosφ=0.7)总电压损失为:△U=△UZ+△Ub=34.22+24=58.22V<117V故合格3.3按前部运输机起动时进行校验前部运输机起动时两台315KW的电机同时起动，起动时系统电流为：Ｉ＝2×1235+224＝2694A电机最小允许起动电压为：起动时变压器的电压损失百分比：△Ub％＝(ＵR×COSφb＋Ｕx×Sinφb)×β＝(0.5×0.7＋4.47×0.714)×2694/770＝12.4(％)式中：β—变压器的负荷系数，起动电流与变压器额定电流的比值起动时变压器的电压损失为：起动时电缆损失为：式中：IQ实际起动电流。总电压损失为：△UQ＝△UBQ＋△UZQ＝148.8＋103.6＝252.4VU2e-△UQ=1200-252.4=947.6V>UQmin=853V合格。4、后部运输机电缆选择、校验4.1按长时允许载流量选择校验后部运输机电机为2×400KW，持续工作额定电流:2×244A,选用UPQ型电缆3×95mm2电缆电缆2条,其载流量为260A>244A。合格4.2按正常运行时的电压损失校验4.2.1允许网络电压损失△U=1200-(1140×95%)=117V4.2.2后运输机机头电缆的电压损失为:式中:D导电率D=42.5Pe电动机额定功率KWKf负荷系数取1Lz支线电缆长度Mη电动机效率4.2.3变压器的电压损失1#KBSGZY-1600型移动变电站Rb=0.0045ΩXb=0.0402Ω式中:tgφ--cosφ的对应值(cosφ=0.7)总电压损失为:△U=△UZ+△Ub=32+24=56V<117V故合格4.3按后部运输机起动时进行校验后部运输机起动时两台400KW的电机同时起动，运输机起动时系统电流为：Ｉ＝2×1605+146.6+27.6＝3384.2A电机最小允许起动电压为：起动时变压器的电压损失百分比：△Ub％＝(ＵR×COSφb＋Ｕx×Sinφb)×β＝(0.5×0.7＋4.47×0.714)×3384.2/770＝15.5(％)式中：β—变压器的负荷系数，起动电流与变压器额定电流的比值起动时变压器的电压损失为：起动时电缆损失为：式中：IQ实际起动电流。总电压损失为：△UQ＝△UBQ＋△UZQ＝186＋99.2＝285.2VU2e-△UQ=1200-285.2=914.8V>UQmin=853V合格。5、破碎机电缆的选择与校验5.1破碎机电缆的选择校验破碎机电机持续工作电流为额定电流118A,选用UCP型3×50mm2电缆,其载流量为173A>118A,合格5.2按正常运行时的电压损失校验5.2.1允许网络电压损失△U=1200-(1140×95%)=117V5.2.2破碎机支线电缆的电压损失为:式中:D导电率D=42.5Pe电动机额定功率KWKf负荷系数取1Lz支线电缆长度Mη电动机效率5.2.3变压器的电压损失2#KBSGZY-1600型移动变电站Rb=0.0045ΩXb=0.0402Ω式中:tgφ--cosφ的对应值(cosφ=0.7)总电压损失为:△U=△UZ+△Ub=36+24=60V<117V故合格6、转载机的电缆选择、校验6.1按长时允许载流量选择校验转载机电机为400KW，持续工作额定电流为244A,选用UPQ型电缆3×95mm2电缆电缆,其载流量为260A>244A。合格6.2按正常运行时的电压损失校验6.2.1允许网络电压损失△U=1200-(1140×95%)=117V6.2.2后运输机机头电缆的电压损失为:式中:D导电率D=42.5Pe电动机额定功率KWKf负荷系数取1Lz支线电缆长度Mη电动机效率6.2.3变压器的电压损失3#KBSGZY-1600型移动变电站Rb=0.0045ΩXb=0.0402Ω式中:tgφ--cosφ的对应值(cosφ=0.7)总电压损失为:△U=△UZ+△Ub=39+24=63V<117V故合格6.3按转载机起动时进行校验转载机起动时系统电流为：Ｉ＝1605+2×190＝1985A电机最小允许起动电压为：起动时变压器的电压损失百分比：△Ub％＝(ＵR×COSφb＋Ｕx×Sinφb)×β＝(0.5×0.7＋4.47×0.714)×1985/770＝7.3(％)式中：β—变压器的负荷系数，起动电流与变压器额定电流的比值起动时变压器的电压损失为：起动时电缆损失为：式中：IQ实际起动电流。总电压损失为：△UQ＝△UBQ＋△UZQ＝87.6＋122＝209.6VU2e-△UQ=1200-209.6=990.4V>UQmin=853V合格。7、皮带运输机电缆选择、校验7.1按长时允许载流量选择校验皮带运输机电机为2×315KW，持续工作额定电流:2×190A,选用UPQ型电缆3×70mm2电缆电缆2条,其载流量为215A>190A。合格7.2按正常运行时的电压损失校验7.2.1允许网络电压损失△U=1200-(1140×95%)=117V7.2.2前运输机机头负荷电缆的电压损失为:式中:D导电率D=42.5Pe电动机额定功率KWKf负荷系数取1Lz支线电缆长度Mη电动机效率7.2.3变压器的电压损失4#KBSGZY-1000型移动变电站Rb=0.0078ΩXb=0.057Ω式中:tgφ--cosφ的对应值(cosφ=0.7)总电压损失为:△U=△UZ+△Ub=1.47+29=30.47V<117V故合格7.3按皮带运输机起动时进行校验运输机起动时两台315KW的电机同时起动，起动时系统电流为：Ｉ＝2×1235＝2470A电机最小允许起动电压为：起动时变压器的电压损失百分比：△Ub％＝(ＵR×COSφb＋Ｕx×Sinφb)×β＝(0.54×0.7＋3.96×0.714)×2470/481＝16.4(％)式中：β—变压器的负荷系数，起动电流与变压器额定电流的比值起动时变压器的电压损失为：起动时电缆损失为：式中：IQ实际起动电流。总电压损失为：△UQ＝△UBQ＋△UZQ＝196.8＋4.3＝201.1VU2e-△UQ=1200-201.1=998.9V>UQmin=822V合格。四、整定计算１、高压开关整定计算1.1变电所供1#、2#移变高压开关整定开关型号为：BGP9L-6A300A过载整定：Ｉｚ＝Ｉe＝(2×196+2×76+13.3+146.7+118+2×244+2×27.6)/5＝273A即整定为275A短路整定为6倍：Ｉｚｄ＝6Ｉｚ＝6×275＝1650Ａ1.2变电所供3#、4#移变高压开关整定开关型号为：BGP9L-6A300A过载整定：Ｉｚ＝Ｉe＝（2×190+244+2×190）/5＝200.8A即整定为205A短路整定为6倍：Ｉｚｄ＝6Ｉｚ＝6×205＝1230Ａ1.3南采二号变电所总开关整定总开关型号为：BGP9L-6A630A过载整定：Ｉｚ＝∑Ｉe＝275+205＝480A即整定为480A短路整定为6倍：Ｉｚｄ＝6Ｉｚ＝6×480＝2820Ａ2、移动变电站开关整定

2.11#移动变电站高低压开关整定变压器高压侧采用BGP46—6（II）高压真空配电装置其过载整定电流为实际负荷电流。过载整定为140A短路整定取额定值6倍即Ｉｚｄ=6×140=840A变压器低压侧采用BXB3-2×400型低压保护箱,其中后溜子机头、机尾为第一路,1#液泵与两台喷雾泵为第二路。低压侧负荷电流:第一路:I=244+244=488A第二路:I=146.6+2×27.6=201.8A短路整定取6倍.低压侧开关整定为:640202.22#移动变电站高低压开关整定变压器高压侧采用BGP46—6（II）高压真空配电装置其过载整定电流为实际负荷电流。过载整定为165A短路整定取额定值6倍即Ｉｚｄ=6×165=825A变压器低压侧采用BXB3-2×400型低压保护箱,低压侧采煤机为第一路，2#液泵、破碎机为第二路。低压侧负荷电流:第一路：I==456A第二路：I=118+146.6=264.6A短路整定取6倍.低压侧开关整定为:640262.33#移动变电站高低压开关整定变压器高压侧采用BGP46—6（II）高压真空配电装置其过载整定电流为实际负荷电流。过载整定为125A短路整定取额定值6倍即Ｉzd=6×125=750A变压器低压侧采用BXB3-2×400型低压保护箱,前部溜子为第一路，转载机为第二路。低压侧负荷电流:第一路：I=2×190=380A第二路：I=244A短路整定取6倍.低压侧开关整定为:638242.44#移动变电站高低压开关整定变压器高压侧采用BGP46—6（II）高压真空配电装置其过载整定电流为实际负荷电流。过载整定为76A短路整定取额定值6倍即Ｉzd=6×76=456A变压器低压侧采用BXB3-2×400型低压保护箱,将所控皮带机带于一路。低压侧负荷电流:I=2×190=380A短路整定取6倍.低压侧开关整定为:638003、真空磁力启动器整定

3.1采煤机启动器整定采煤机采用KBFZ1.1/6组合开关来控制。过负荷整定:按煤机电机总额定电流整定∑Ｉｅ=456AＩｚ=400A短路整定:取8ＩｅＩｚ=8×400=3200A过载倍数:整定为63.2控前部运输机启动器整定前部输送机两台315KW电机分别由两台QJZ-400/1140R软启动器控制，其过负荷整定:按电机额定电流整定Ｉz=Ie=190A短路整定:取8ＩeＩZd=8×190=1520A过载倍数：整定为5起动时间：整定为3切换时间：整定为8

3.3控后部运输机启动器整定前部输送机两台400KW电机分别由两台QJZ-400/1140R软启动器控制，其过负荷整定:按电机额定电流整定Ｉz=Ie=244A短路整定:取8ＩeＩZd=8×244=1824A过载倍数：整定为5起动时间：整定为3切换时间：整定为8

3.4控转载机电机启动器整定转载机400KW电机由QJZ-400/1140R软启动器控制，其过负荷整定:按电机额定电流整定Ｉz=Ie=244A短路整定:取8ＩeＩZd=8×244=1952A过载倍数：整定为5起动时间：整定为5切换时间：整定为10

3.5控破碎机电机启动器整定破碎机采用KBFZ1.1/6组合开关来控制。过负荷整定:按电机额定电流整定Ｉｅ=118AＩｚ=112A短路整定:取8ＩｅＩｚｄ=8×112=896A过载倍数:整定为63.6控乳化液泵启动器整定采用KBFZ1.1/6组合开关来控制。

过负荷整定:按电机额定电流整定Ｉｅ=146.6AＩｚ=144A短路整定:取8ＩｅＩｚｄ=8×144=1152A过载倍数:整定为63.7控喷雾泵启动器整定采用KBFZ1.1/6组合开关来控制。过负荷整定:按电机额定电流整定Ｉｅ=27.6AＩｚ=32A短路整定:取10ＩｅＩｚｄ=10×16=160A过载倍数:整定为63.8控顺槽胶带机启动器整定胶带输送机两台315KW电机分别由两台QJZ-400/1140R软启动器控制，其过负荷整定:按电机额定电流整定Ｉz=Ie=190A短路整定:取8ＩeＩZd=8×190=1520A过载倍数：整定为5额定带速：整定为3.15起动时间：整定为10切换时间：整定为15

表1开关整定及短路电流计算表设备名称设备型号用途两相短路电流过载IZA短路IZdA灵敏度1#移动变电站KBSGZY-1600高压1306IZ一路后溜6117A4006IZ2.5二路喷雾泵12795A2006IZ10.72#移动变电站KBSGZY-1600高压1756IZ一路煤机6547A4006IZ2.72二路破碎机3611A2606IZ2.33#移动变电站KBSGZY-1600高压1256IZ一路前溜5216A3806IZ2.29二路转载5739A2406IZ4.84#移动变电站KBSGZY-1000高压766IZ供胶带机5211A3806IZ2.291#真空组合开关KBFZ采煤机6547A4008IZ2.0KBFZ1#喷雾泵15878A328IZ62KBFZ2#喷雾泵12795A328IZ502#真空组合开关KBFZ1#液泵31379A1448IZ27KBFZ2#液泵35169AA1448IZ30KBFZ破碎机3611A1128IZ4软起动开关QJZ-400/1140R前溜机头电机5211A1908IZ3.4软起动开关QJZ-400/1140R前溜机尾电机30757A1908IZ20软起动开关QJZ-400/1140R后溜机头电机6117A2448IZ3.4软起动开关QJZ-400/1140R后溜机尾电机14996A2448IZ8.37软起动开关QJZ-400/1140R转载机电机5739A2448IZ3.2软起动开关QJZ-400/1140R胶带机电机5211A1908IZ3.43软起动开关QJZ-400/1140R胶带机电机5211A1908IZ3.43（二）设备配备及布置：工作面采用MGTY300/700-WD型采煤机、SGZ－764/630型前部刮板输送机和SGZ－880/800型后部刮板输送机各一部，运输巷布置一部SZZ－1000/400型转载机，一部PCM－200型破碎机和一部SSJ-1200/2×315型胶带输送机。运输巷布置两台乳化液泵，其型号为BRW400/31.5，一个乳化液箱，其型号为RX400/25，两台喷雾泵，其型号为XPB－315/6.3。(设备明细见表4-1)。设备明细表表4-1名称规格型号电机功率(KW)电压(V)台数额定电流(A)起动电流（A）采煤机MGTY-300/700WD2×300+2×40+20114012×196+2×76+13.32×1058+2×174+254前刮板机SGZ-764/6302×315114012×1902×1235后刮板机SGZ-880/8002×400114012×2442×1605转载机SZZ-1000/400400114012441605破碎机PCM-20020011401118767乳化液泵BRW-400/31.525011402146.6953喷雾泵XPB-315/6.3451140227.6193.2胶带机SJJ1200/2×3152×315114012×1902×1235变电站KSGZY-16001600KVA6000/11401154/770变电站KSGZY-16001600KVA6000/11401154/770变电站KSGZY-16001600KVA6000/11401154/770变电站KSGZY-10001000KVA6000/1140196.2/481.1组合开关KE100411402通迅控制PROMUS系统1271软启动QJZ-400/1140R11407400(三)电气设备列车的布置：1、S1109材料巷共需布置13个设备列车，材料联络巷布置4个设备车，运输巷皮带机头布置4个设备列车。2、材料巷最后一个车距工作面100m。从里往外设备列车的排列顺序依次为：2#喷雾泵1#喷雾泵控制台转载机开关、综保前溜开关后溜开关组合开关3#移变2#移变1#移变高压电缆车（2辆）工具车3、材料联巷设备列车的排列顺序为：液泵开关（2台）2#液泵1#液泵乳化液箱4、皮带巷机头设备列车的排列顺序为：1#、2#变频输出电抗器皮带2#变频器皮带1#变频器1#、2#变频输入电抗器。5、1000KVA移变布置于运输巷回风巷口随着工作面的推进，电气设备列车由回柱绞车牵引逐渐向外移动。移动时要检查好绞车的戗、压柱及钢丝绳，在确保完好的情况下方可拉移，到位后要用卡轨器卡好。工作面更换设备时，在设备列车外侧钉50m临时绕道。（附:设备列车布置图4-2）(四)供电系统：工作面由南采二号变电所供电。高压6KV来自上组煤中央变电所，经二号变电所送往工作面移动变电站变为1140V，再由移动变电站送往工作面各设备；低压660V由南采一号变电所送往工作面干变，再由工作面干变送往各设备。按照供电设计:1、S1109综采面移变由南采二号变电所内三台1600KVA的移变和一台1000KVA的移变供电，电压为1140V。2、材料巷、运输巷绞车、水泵电源由南采二号同一趟高压所带315KVA移变供电，电压等级660V。3、材料巷最后一个设备列车距机尾100m。4、乳化液泵设在材料回风联络巷内，由4#1000KVA移变供电，电压等级为1140V。5、皮带机开关使用唐山开诚ZTJ-200/1140变频器，由运输巷回风巷口内4#1000KVA的移变供电。6、采煤机、前后刮板机、转载机、破碎机及液泵负荷线全部为八芯、七芯千伏级屏蔽电缆。（附:工作面供电系统图4-3）（五）照明、通讯、监控系统1、工作面选用DGC35/127N型防爆照明装置，在工作面内每10m安一盏照明灯，在材料巷设备列车处以及运输巷内每50m安一盏普通防爆照明灯。工作面架间（每隔15m安一组）、机头、机尾、转载机头通信、控制选用天津开滦广汇公司生产的KTK1型扩音电话与集中控制台PROMOS监控系统相联，上设闭锁(急停)装置以控制破碎机、转载机、前后部输送机的运行。在顺槽皮带机头、转载机机头、乳化液泵站以及集中控制台处各安装一部矿用隔爆电话，与矿生产调度室直通。2、急停装置在工作面每隔15m安设一个PG3型急停开关及运输巷每隔100m安设一个KHL1型拉线开关急停装置，但在非紧急情况下不得使用急停装置。3、建立健全安全监测监控系统，在运输巷相应点设CH4、CO、温度传感器，通过井下分站与地面调度室信息中心联网，主要检测项目为：（1）工作面回风流中的瓦斯浓度、CO浓度和温度。（2）工作面的设备运行情况。4、工业监控在工作面皮带机头设工业电视监视探头，距皮带机头20m。(六)机电管理：1、各种机电设备必须有专人负责维护，任何人不准乱动与本工种无关的机电设备。2、各种机电设备要定期检修，严格按机电设备质量标准进行检修，保证所有电气设备完好，无失爆现象，并做到“三无”、“四有”、“两齐”、“三全”、“三坚持”、“十不准”即：三无——无“鸡爪子”、无“羊尾巴”、无“明接头”。四有——有过电流和漏电保护装置，有螺钉和弹簧垫，有密封圈和挡板，有接地装置。两齐——电缆悬挂整齐，设备列车清洁整齐。三全——保护装置全、绝缘用具全、图纸资料全。三坚持——坚持使用检漏继电器、坚持使用煤电钻、坚持照明和信号综合保护。十不准——不准带电检修或搬迁电气设备；不准甩掉无压释放装置和过流保护装置；不准甩掉检漏继电器、煤电钻、照明、信号综合保护；不准明火操作、明火打点、明火爆破；不准用铜铝、铁丝等代替熔断器中的熔体；工作面停风、停电未检查瓦斯不准送电；失爆设备和失爆电器不准使用；不准在井下拆卸矿灯；有故障的供电线路不准强行送电；电气设备的保护装置失灵不准送电。3、材运两巷电缆要吊挂整齐，且严禁用铁丝吊挂电缆或在电缆上吊挂其它设施；材料巷电缆车内电缆要盘成“8”字型。4、严禁带电检修和搬迁电气设备，有故障严禁强行送电，严禁明火操作。5、各种机电设备的保护设施要齐全、可靠、动作灵敏，严禁甩掉各类保护，严禁随意调整各类保护的整定值。6、机电设备检修验、放电时，作业电工必须佩带便携式瓦检仪，检查作业地点附近20m范围内瓦斯浓度，只有瓦斯浓度在1%以下时方可作业。7、严格执行停电挂牌、谁停电谁送电的停送电制度。8、各工种人员必须经过专门培训，由取得上岗证的人员担任，操作人员要严格按操作规程作业，不得违章操作。9、发现设备事故隐患时，必须立即停机处理，严禁设备带病运转。10、严把设备入井关，杜绝不完好设备入井。11、严格执行现场交接班制度，将设备运行状况、出现的故障、存在的问题给下一班交待清楚。12、井下应备有设备常用配件，并分类存放好，以备急用。13、各种电气开关要放在支护完好且无淋水的地点。如有淋水，必须用防水布遮好。14、变频开关、PLC软启动开关检查时，严禁使用普通指针表检测，必须用数字式万用表检测，检测电机时，必须把外接电源甩开，才能使用普通指针表检测。(七)、油脂管理1、下井前，必须经过化验，符合标准方可下井。2、认真执行油脂管理制度。向工作面运送油脂要有专人负责，使用专用容器及工具，油桶要严格密封，不准敝口。在工作面材料巷内设专用油脂库，将不同型号的油分类密封储存，并挂牌管理。向工作面运送油脂应使用密封塑料桶，桶上应有明显的标记，并写清油号，不同牌号、不同种类的油桶严禁混用。3、井下存放油脂应在煤尘小、不淋水、安全妥善地点，不得把油脂容器放在电气设备附近。4、所有的油脂必须符合各项要求，不合格的油坚决不能使用，使用时，不得任意更换油的品种或混用不同牌号不同品种的油脂。5、油脂要分类码放，并挂标志牌。6、使用油脂必须严格过滤，换油时要彻底清洗液压系统，做到“无油垢、无水分、无锈蚀、无金属杂质”。7、油脂要设专人管理，注油时要清洗注油器及注油地点，防止煤粉进入机体，同时对不同牌号的油要有专用的油抽子，油抽子用完后要及时分类码放在油抽箱内。8、油脂应定期化验，发现油质指标不符合规定要求或工作过程中发现油脂分油、变色、发臭等异常现象时必须立即查明原因，更换新油。9、更换下来的旧油及时出井交油库，严禁泼洒丢弃。10、油脂库应设有可靠的灭火器材，如砂箱、干粉灭火器等。11、认真填写加油、换油记录。12、给设备加油时，设备一定要停止运转且停电闭锁，并及时检查维护好工作地点附近支架、顶板煤帮，加油时附近严禁进行对加油有安全威胁的工作。三、供排水系统1、供水系统：地面水靠静压力送往井下，在材、运两巷各铺设一趟静压水管。系统如下：地面水池——南采轨道巷——S1109材料巷——采煤机、输送机冷却喷雾、煤层注水、巷道风流净化水幕。地面水池——南采轨道巷——S1109运输巷——各转载点洒水、喷雾、巷道风流净化水幕。（附:管路系统图4-4）2、排水系统：两巷根据积水情况，配备相应排水能力的水泵及排水管路。两巷积水——南采轨道水渠——南采区集中水仓——地面四、供液系统：S1109工作面供液系统概况：工作面所用ZF5800/17/32型液压支架初承力为4653KN，及MGTY300/700-WD型采煤机用水量为320L/min，其配套供液设备为，BRW400/31.5型乳化液泵工作压力31.5MPa，XPB315/6.3D型喷雾泵公称流量315L/min。布置要求：此工作面为远距离供液系统，距工作面80m处到材料巷口靠落山帮侧铺设Φ57×6.5、Φ75×7无缝钢管（支架进液及回液），无缝钢管应用300mm端头初撑力不得低于11.4Mpa木垛支撑，支撑距离为10m，乳化液泵站放在联巷距无缝钢管30m处，分别用Φ31.5D、Φ51的高压胶管与无缝钢管连接，工作面到无缝钢管80m也用Φ31.5D、Φ51的高压胶管连接，喷雾泵放在距工作面80m处，接Φ32的机组洒水管路，以上所有胶管均应与落山帮吊挂，各管路间距为100mm，最低管路应离底600mm，吊挂间距为5m，用尼龙绳捆绑吊挂。供液路线:地面配制好的乳化液经铁管——S1109材料巷乳化液泵站——高压铁管——工作面及两巷用液点——回液铁管——乳化液箱五、灌浆系统：地面灌浆站——南风井——南采总回风巷——S1109材运两巷六、防灭火系统本工作面采取向采空区喷洒阻化剂防灭火，在材料巷设阻化剂喷射泵站，一泵一箱，跟随设备列车移动，通过Φ16高压软管(在工作面每隔10m设一个异径三通)向工作面输送阻化剂，具体要求及操作如下:1、阻化剂成分为1:1的mgcl2和cacl2配比浓度为10﹪～20﹪,采用人工配比。2、过小煤窑破坏区期间每循环结束后向落山浮煤喷洒阻化剂，要喷洒均匀。3、安全通过小煤窑破坏区后将定期向落山浮煤喷洒阻化剂。七、喷雾洒水系统1、采煤机前滚筒设有内、外喷雾系统，其水源是经喷雾泵加压过滤后，由上材巷高压胶管到工作面电缆槽拖缆装置，给采煤机供水。2、转载机和皮带机尾转载点喷雾洒水系统设在转载机头，其喷嘴为2个，其喷雾水来源于转载机冷却水。（附:综合防尘系统布置示意图4-5）第五章通风系统及管理通风系统工作面采用一进一回的“U”形通风方式：地面新鲜风流——副立井——井底车场——南大巷——南轨道巷——S1109材料巷——S1109工作面污风——S1109运输巷——南采回风巷——南总回风巷——南风井——地面。附:（通风系统图5-1）二、风量、风速计算：1、风量确定原则：工作面风量确定的原则：(1)供给工作面人员足够风量，(2)有效排除瓦斯及其它有毒有害气体，(3)调节气温以适合人员作业，并防止煤尘飞扬。（1）按瓦斯涌出量计算Q采＝100q采×KCH4式中：q采——回采工作面回风巷风流中瓦斯的平均绝对涌出量，m3/min,根据计算，S1109工作面为0.09m3/min。KCH4——采煤工作面瓦斯涌出不均衡通风系数，KCH4＝1.5则：QS1109=100×0.09×1.5=13.5m3/min（2）按气象条件计算Ｑ采＝Ｑ基本×Ｋ采高×Ｋ采面长式中：Ｑ基本——不同采煤方式工作面所需的基本风量，m3/min；Ｑ基本＝工作面控顶距×工作面实际采高×70％×适宜风速（不小于1m/s）QS1109基本=4×2.7×0.7×1×60=454m3/minＫ采高——回采工作面采高调整系数；Ｋ采面长——回采工作面长度调整系数；则：QS1109=454×1.5×1.3=885m3/min（3）按回采工作面同时作业人数计算Ｑ采=４Ｎ式中：４——每人每分钟供给风量，m3/min；Ｎ——工作面最多人数；则:QS1109=4×70=280m3/min（4）按风速进行验算取上述结果的最大值,QS1109取885m3/min。15Ｓ<Ｑ采<240Ｓ式中：Ｓ——工作面的断面积，m2，15×13<885<240×13195<885<3120即S1109工作面风速符合要求。（5）确定工作面风量：根据上述计算及防治瓦斯、煤尘和煤炭自燃发火需要，考虑H2S气体的影响，最后取工作面配风量为900m3／min。采煤工作面空气温度与适宜风速对应表 表5-1采煤工作面空气温度（℃）采煤工作面风速（m/s）＜150.3～0.515～180.5～0.818～200.8～1.020～231.0～1.523～261.3～1.626～281.5～1.8采煤工作面面长调整系数表 表5-2工作面长度(m)<5050～100100～160160～200200～260260～300>300k0.80.91.01.11.21.31.4三、通风设施：S1109材料巷与南采回风巷相通，在材料联络巷内设置调节风窗调节风流。在材运联络巷内设两道风门隔断风流,防止风流短路。四、监测监控仪器仪表布置：在运输巷(回风巷)距工作面10m内各安设一个甲烷传感器、一个一氧化碳传感器和温度传感器,甲烷报警浓度为1.0%，断电浓度为1.5%，安设位置距顶板不大于300mm，距巷帮不小于200mm。工作面上、下隅角及采煤机上要悬挂便携式甲烷检测报警仪。由于采用断路保护装置，在移设各传感器时，必须保证接头不能拆卸，生产时注意损