煤矿综采工作面掘进规程

煤矿综采工作面掘进规程℃/100m；地压无异常。

掘进区域的水主要为煤层裂隙水、煤层顶板裂隙水、1-2煤三盘区的采空区水，在掘进过程中会出现淋、滴水现象，预计涌水量在10-30m3/h之间。因掘进为负坡掘进，故掘进过程中排水设施必须布设到位，以便及时排水。

附：《井上下对照图》

《巷道地质预想剖面图》

《煤层柱状图》

13

第三章巷道布置及支护说明

3.1巷道布置

3.1.1巷道层位、开口位置及方位角

本掘进工作面位于2-2煤三盘区。

两条顺槽沿2400方位角布置，与32303工作面比邻，其中主、辅回撤通道开口位置分别位于32304运顺的9联巷和8联巷,32304回顺反掘段将在辅运大巷的24与25联巷之间与辅运大巷贯通。

3.1.2巷道形状及断面

设计巷道形状均为矩形，巷道尺寸详见表3---1

3.1.3联巷布置

使用梭车时联巷与顺槽延伸方向呈60°角,使用连运时联巷与顺槽延伸方向呈90°角,允许偏差为±5°，开口抹角为3000³3000mm，两联巷之间中对中距离为50m。

3.2矿压观测

根据矿上要求该巷道要进行顶板离层监测，锚杆扭矩和拉力监测，观测内容、目的和手段详见表3---1。

顶板离层监测仪沿32304运顺每隔300m安设一个，每周由生产办组织人员对监测数据观察并记录一次，锚杆的扭矩要求每班检查，锚杆的拉力要求不定期抽查。

3.3支护设计

以压缩拱理论、自然平衡拱理论和组合梁理论为基础，结合工程类比法和井下实际条件，确定采用锚杆支护，每排4根，锚杆规格为Ф16mm³1800mm，间距最小为900mm，最大14

为1300mm，排距均为1200mm。

表3－1断面尺寸及工程量汇总表

详见:《巷道平面布置图》

表

15

3.4支护设计

3.4.1支护设计

根据巷道的围岩性质、矿压观测资料并结合现场施工实际情况，采用工程类比法和加固拱原理进行计算。

锚杆长度：L=N（1.1+W/10）；

锚杆间距：M≤0.8L；

L—锚杆长度；

W—巷道跨度

N—围岩稳定系数，根据补连塔2-2煤煤层顶板实际情况选三类

（二类0.9三类1.0四类1.1五类1.2）

以32304回风顺槽为例：

L=1.0³（1.1+5.4/10）=1.64m，取L=1800mm；

结合巷道围岩稳定性经查表可知锚杆直径d=16mm（《煤巷锚杆支护理论与成套技术》中的表4-1）

锚杆间距：M≤0.8³L=0.8³1800=1440mm

根据公式算每排锚杆个数：

32304回顺每排锚杆根数

N=KQrDr/Pr=2³66.7³1.2÷49=3.3（根）；取4根

式中：

Dr—锚杆排距；取Dr=1.2m

Pr—锚杆抗拔力；取49KN

K—安全系数；取2

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Qr—顶板载荷集度；取66.7KN/m

3.4.2支护材料参数及巷道支护要求

1.支护材料参数：

根据以上设计确定32304主、辅回撤通道、32304、32305顺槽及联巷均采用锚杆支护。所用锚杆为A3圆钢制作的φ16³1800mm的麻花端头锚固锚杆，锚固端长度为300mm。M16mm单螺母一次性紧固锚杆；树脂药卷规格为：ck23³500mm，托盘为120³120³8mm的方托盘。

2.巷道支护要求：

32303主、辅回撤通道、32303运输顺槽、32304运输顺槽及顺槽间各联巷的锚杆间排距详见各《巷道断面支护图》。

切眼采用锚杆、网片加锚索联合支护，切眼锚杆间距详见《切眼支护断面图》，采用锚索补强支护时，锚索支护必须及时跟进（锚索补强支护由矿《辅回撤通道支护断面图》

《32303运顺支护断面图》《32304运顺支护断面图》

《联巷支护断面图》《联巷抹角及锚杆布置示意图》

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第四章工程施工方法及工艺

4.1设备选择及技术特征

4.1.1设备选择

结合32302、32303工作面顺槽掘进时揭露的地质状况，确定工作面采、落、装、运、支生产工序选用连续采煤机及其配套设备施工。

主要设备选择如下：

一台12CM15-10D型连续采煤机完成割煤及自行装煤工序。

一台CWT-4型四臂锚杆机完成掘进巷道的锚杆支护工作。

一套LY2000/980-10型连运完成大块煤的破碎工作及煤机到皮带机的运输工作。

由于掘进前期直巷距离短，设备搬家频繁，再加上连运系统的技术参数不能满足回撤通道的技术要求，故掘进初期采用一台破碎机和一台梭车代替连运系统。

一台UN488型铲车来完成工作面材料运送、设备搬迁、浮煤清理等工作。

4.1.2工作面主要设备配备技术特征

4.2施工顺序

根据三盘区已有的巷道布置，确定从32304运顺侧开始，首先完成对32304工作面主、辅回撤通道和相关硐室的掘进。

32304工作面回撤通道完成后掘进32304、32305回顺的反掘段及相应的联巷。

32304、32305回顺反掘段及相应的联巷完成之后回撤设备掘进32304、32305回顺及相应的联巷，最后掘进切眼。

所有巷道开口位置、中止位置、掘进方向均以地测站测量位置及所放偏中线为准，严格使用激光定向施工。

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表4-112CM15-10D型连续采煤机主要技术特征表

表4-2CWT-4型锚杆机的技术特征表

表4-3LY2000/980-10型连运主要技术特征表（行走式转载机）

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表4-4LY2000/980-10型连运主要技术特征表（跨骑式转载机）

表4-5LY2000/980-10型连运主要技术特征表（给料破碎单元）

表4-6JOY10SC32-48B-5型梭车主要技术特征表

表4-71030型给料破碎机主要技术特征表

20

表4-8SSJ1200/2³220型胶带输送机技术特征

表4-9

附：《工作面设备布置图》

4.3施工工艺

4.3.1工序

连续采煤机割煤、装煤，梭车、破碎机、胶带输送机运煤，锚杆机支护。具体工序为：割煤（运煤、支护）装煤——运煤——清浮煤——调机组。采、装、运与支护平行作业。4.3.2循环进度

根据掘进32301、32302工作面顺槽时的煤层情况及地测提供的回采区煤层地质说明书同时结合现用设备的技术参数，确定不同条件下的循环进度如下。

21

在顶煤厚度大于1.8m，且巷道无离层、片帮、地质构造的情况下，最大空顶距为21.2m,循环进度为20m。

在顶煤厚度大于1.5m而小于1.8m时，且巷道无离层、片帮、地质构造的情况下，最大空顶距为16.2m,循环进度为15m。

在顶煤厚度大于1.0m而小于1.5m时，且巷道无离层、片帮、地质构造的情况下，最大空顶距为11.2m,循环进度为10m。

在顶煤厚度小于1.0m或巷道出现离层、片帮、地质构造的情况下，最大空顶距为7.2m，循环进度6m。

见循环工艺示意图4-1。

4.3.3掘进工艺

1.切槽

在每次掘进巷道前，司机开动煤机调整在巷道前进方向的左侧顶板，以激光中线确定位置，切入煤体，从上而下正方向割煤，当割到底板时，煤机稍向后退，割完底煤，使巷道底板平整，装完余煤，再次将截割头调整在巷道顶板，进行下一刀截割。割煤深度达到一个循环距离后退机，这一工序为切槽。见割煤工艺示意图4-2。

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采煤机完成从顶板至底板再到顶板这一过程就称一个截割循环，即截割深度，根据截割滚筒特征，每个截割循环不得超过1.1m。

2.采垛

切槽完成后调整煤机到另一侧，按巷道设计宽度割完剩余部分的煤体，这一工序为采垛。连续采煤机就是靠切槽和采垛来完成割煤工序，详见连采机割煤工艺示意图。

3.装煤

连续采煤机采用自行装煤。割煤时，煤落入收集头机构，耙爪连续运转，中间输送机将煤运到后面的梭车内，完成装煤工序。

4.运煤

梭车完成煤机到破碎机之间的运输工作，破碎机转入皮带机运输系统。

5.清浮煤

用488型铲车清理巷道浮煤、淤泥，确保巷道畅通、干净。当完成一个掘进循环后由铲车司机及时开动铲车负责清理浮煤，做好下一工序的准备工作。在清理浮煤时，应注意不要损坏巷道两帮的水管、电缆及电器设备。皮带延伸后，要求人工清理巷道浮煤。

4.3.4支护工艺

打锚杆时要严格按照锚杆机操作规程进行作业，具体作业顺序为：定位、钻眼、装药23

卷、注锚杆、搅拌、凝固、紧固、检查。

1.定位：打眼前依据激光线，将锚杆机调整到合适位置，同时将钻机移到距工作面最近一排锚杆前1200mm处,升起保护顶棚。根据设计的锚杆间距，将要打锚杆的位置先标好，并在钻杆上标出钻进的深度1750mm，随后再升起支撑臂。

2.打眼：先在钻箱上装好钻杆，摆动阀使钻头刚好定在打眼的位置上，然后轻轻操作给进阀，使钻头能顶到巷道顶板，稍微给进，钻出小孔，接着均匀给进，直至深度达1750mm，退出钻杆。

3.装药注锚杆：先在钻箱上装好搅拌器，后取树脂锚固剂放入眼内，手持锚杆，用反麻花端顶入锚固剂，然后升钻箱，使锚杆螺母端顶入搅拌器。

4.搅拌：用钻箱推动搅拌器使锚杆螺母端距眼口约200mm处时，开始操作手动打钻阀搅拌锚固剂，同时上升钻箱将托盘轻贴顶板。锚固剂的搅拌时间为10---12s。

5.凝固和紧固：锚固剂的凝固时间为20---40s（现场温度越低，凝固时间越长），待凝固之后操作手动打钻阀紧固，直到剪切销子被剪断，搅拌器不再旋转为止。

6.检查：完成紧固工序之后使用盒尺和扭距扳手检查锚杆是否合格。

4.3.5调机组工序配合

以辅回撤通道（32304回顺）掘进完成的情况下为例说明。

煤机在辅回撤通道（32304回顺）掘进完成一个循环后停机，梭车停到破碎机处，铲车司机将铲车开到梭车前或主回撤通道（32305回顺）锚杆机后，随后煤机司机将煤机退到主回撤通道（32305回顺）生产运行联巷的外侧。（使用连运时，连采机退至靠近工作面的机尾处）

铲车开进辅回撤通道（32304回顺），梭车开进联巷。铲车清理裸巷的浮煤上破碎机。（使用连运时，铲车将浮煤铲至连采机铲板上，随后通过连采机和连运将浮煤转运至运输系统）

24

清理完浮煤后铲车停到辅回撤通道（32304回顺）生产运行联巷的内侧，梭车退回破碎机处。

主回撤通道（32305回顺）支护完成，风筒瓦斯传感器延伸到位后，后退锚杆机梭车处，将铲车开进联巷，锚杆机开进辅回撤通道（32304回顺）掘进头开始支护。

煤机开进主回撤通道（32305回顺）掘进头，再将铲车开至主回撤通道（32305回顺）生产运行联巷的外侧或锚杆机后。

煤机在主回撤通道（32305回顺）开机掘进，梭车开机运煤。

4.4生产准备

4.4.1延伸皮带

皮带安装在辅回撤通道和32304回风顺槽，当巷道向前推进55m左右（一个联巷位置）时，给料破碎机向前移动一次，同时胶带机尾向前延伸，以缩短梭车运输距离，破碎机滞后工作面设备运行联巷20m为宜。

4.4.2巷道底板维护

由于设备行走时对巷道底板破坏性较大，再加上2-2煤底板为泥岩,遇水极易泥化,同时强度大大降低,经设备碾压后,破坏严重,从而导致设备、车辆行走困难，因此必须及时对巷道中不平正的地方进行铺垫。铺垫时一般分两层，下层采用2³4石籽，上层采用1³2石籽；对于底板破坏严重的，要分三层铺垫，即最下层采用片石、随后再分别采用2³4石籽和

1³2石籽进行铺垫。

4.4.3测量放线

工作面每推进55m由地测站放一组偏中线，每掘进110m校核一次偏中线。根据煤机特性，偏中线距巷道左帮3.2m。激光不正或激光距离工作面掘进头超过70m时不得掘进，当25

煤层起伏较大时，可根据实际情况增加放线次数。

4.4.4其它工作

供排水管路与缆线适时敷设延伸，煤机供水胶管根据掘进需要及时增减，吊挂标准符合供水系统设计要求。

风筒根据迎头距离要求及时跟进，吊挂符合通风系统设计要求。

26

第五章生产系统

5.1通风系统

5.1.1通风系统与通风方式

1.通风方式：

掘进工作面采用局部通风机压入式供风。每个工作面配备两台风机，一台使用风机专用电源，一台使用生产用电，两台风机能自动切换。

5.1.2工作面风量计算

根据2-2煤三盘区已经揭露的情况，掘进工作面CO2相对涌出量为0.01-0.15m3/t，瓦

斯相对涌出量为0.19m3/t，按照日进单巷80m合计2341t煤计算，CO2绝对涌出量为

0.02-0.24m3/min，瓦斯绝对涌出量为0.31m3/min。采用机械化掘进不消耗炸药，因此按CO2涌出量、瓦斯涌出量与工作面人数计算掘进工作面所需风量，以巷道最低最高风速要求进行验算。

1.按瓦斯涌出量计算

Qf=100qgfkgf=100³0.31³2.0=62(m3/min)

式中：

100—瓦斯允许浓度定位1%时，每稀释1m3瓦斯所需的风量

Qf—掘进工作面实际需要风量，m3／min；

qgf—掘进工作面瓦斯平均绝对涌出量，取qgf=0.31m3／min；

kgf—掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取kgf=2.0；

2.按CO2涌出量计算：

Q＝66.7³q³k＝66.7³0.24³2＝32.02m3/min

27

式中：

Q---掘进工作面实际需要风量，m3／min；

q－－CO2绝对涌出量，0.24m3/min

k－－CO2涌出不均衡系数，取2.0

3.按人数计算

Q＝4KN＝4³1.2³50＝240m3/min

式中：

4----每人每分钟的供给风量，m3/人²min

Q－－掘进工作面实际需要风量，m3/min

K—风量备用系数，取1.2

N－－工作面最多人数（交接班时），取50人

则需要最小风量为240m3/min。

按照以上计算，可确定保证工作面正常生产而所需的最小风量为240m3/min，但此风量还必须满足《煤矿安全规程》规定的最大风速与最小风速。

4.风速验算

根据《煤矿安全规程》第一百零一条规定，掘进中的煤巷最小风速为0.25m/s，最大风速为4m/s。

按最低风速验算：（以32304回顺为例）

Q掘=V³S³60

Q低=V1S1=0.25³22.68³60=340.2(m3/min)

式中：

V1--允许最低风速

28

S1—32304回顺断面面积，25.2m2

按最高风速验算：（以32304回顺为例）

Q高=V2S2=4³22.68³60=5443.2（m3/min）

式中：

V2--允许最高风速

S2—巷道断面面积，22.68m2

综上计算，工作面正常生产所需最低风量240m3/min小于按巷道最低风速验算的最小风量340.2m3/min，所以工作面正常生产所需风量240m3/min不可取，实际生产风量Q应小于Q高，应大于Q低，取Q=400m3/min

5.1.3通风机选型

1.确定局扇的工作参数

（1）局扇的工作风量Q吸

Q吸=ψ³Q=1/（1-nL）³Q=1/（1-80³0.001）³400=435m3/min

式中

Ψ----风筒漏风备用系数；

n----风筒数量，按照局扇最大通风距离取80条；

L----单节风筒容许的漏风率，罗圈反边连接，取0.001。

Q----工作面生产实际所需风量

（2）局扇工作风压hft

hft=LRQ吸Q/3600=800³0.12³435³400÷3600=4640(Pa)

式中：

L----最大供风距离,为800m移一次局部通风机

29

R----百米风阻，估为0.12NS2/m8

Q吸---局扇的工作风量

Q----工作面生产实际所需风量

（3）全风压配风量计算

Q总=n³Q吸³Kfx=2³435³1.5=1305m3/min

式中：

n----同时运行的风机数量,两条巷道掘进，取2

Q吸---局扇的工作风量

Kfx----双巷掘进风量备用系数,Kfx取1.2-1.5，单巷掘进取下限，双巷掘进取上

限

（4）风机选型

根据计算选用两组型号为2BKG-NO6/18.5kW³2型对旋轴流压入式局部通风机，采用直径800mm的柔性胶质风筒，即可满足通风要求，其技术特征详见表5—1和5--2表5－1

表5－4.1.4风筒出口与掘进工作面的最大距离

风筒迎头距离：L≤5S1/2＝5³（5.6³3.6）1/2=22.45m，取L=20m，所以风筒出风口到工作面的最大距离确定为20m。

5.1.5风机安设及风筒吊挂要求

30

巷道中局部风机安设位置应满足：

1.安设位置必须在进风巷且该处全负压供给的风量必须大于风机的吸入量；

2.距掘进巷道回风口的距离不得小于10m,距巷道底板的距离不得小于1m；

3.风机与风机的吸风口之间的距离不得小于10m；

风筒吊挂时应满足以下要求：

1.风筒吊挂在巷道延伸方向右侧的顶板锚杆上(切眼受二次成巷影响，吊挂于中间)；

2.风筒接口采用双反压边连接并套装接口器扎紧；

3.吊挂时逢环必挂，且要吊挂平直，迎头风筒严禁落地；

5.1.6通风系统

进风路线：

反掘段未贯通前：辅运平硐→辅运平硐→2-2煤辅运大巷→煤液化辅运大巷→中间巷→32304运顺→风机→32304主回撤通道→工作面反掘段贯通后：煤液化斜井→煤液化辅运大巷→中间巷→32305回顺→风机→工作面回风路线：

工作面→32304回顺→32304辅回撤通道→32303运顺→2-2三盘区回风大巷→2-2煤四盘区回风大巷→南风井→地面。

附：《通风系统图》

5.1.7通风安全

1.为了保证工作面的有效供风，要求每800m移一次风机。

2.为了保证风机运行正常，要求对风机实行专人负责，并挂牌管理。

3.为了增加工作面的新鲜风量，在掘进过程中，随工作面推进与风机的前移及时封闭联巷，从工作面往外计算，开放的联巷不能超过5个。每10个联巷安设一道大风门，每5个联巷安设一道小风门，所有皮带机头位置必须安设一道大风门。密闭与风门由通风队根31

据相关规定设计施工。

4.工作面的“双风机双电源”必须采用“三专”的方式供电，专用风机与备用风机之间必须能自动切换。

5.2综合防尘

5.2.1防尘管路铺设

辅回撤通道和32304回顺布置的Ф159mm供水管兼做防尘管路，主回撤通和32305回顺的防尘用水以DN19胶管从皮带巷引入，煤机用水以KG25胶管由Ф159mm供水管引入，破碎机用水以KG25胶管由Ф159mm供水管引入。在供水管路上每隔50m安设一个三通阀门，且三通阀门必须上手轮。

5.2.2净化水幕

回风巷（皮带巷）每隔1000m设置一套喷雾系统；所有转载点下风侧50m内设置一套喷雾系统；风机上风侧50m范围内设一套喷雾系统；进风巷距工作面150m范围设一套喷雾系统；

巷道喷雾系统水幕必须能封闭巷道全断面。喷雾系统组件包括DN19引水胶管、喷雾管、喷嘴，喷雾管长度不得小于巷道宽度的0.8倍，垂直巷道延伸方向、紧靠顶板吊挂，引水胶管入水口带截至阀。喷嘴安设数量为2个/m，喷雾方向与迎风流方向成45°角。

5.2.3转载点喷雾

1.分别在连运1号车（破碎机）和各皮带机头的转载点安设喷雾，安设喷雾设施时，必须在管接头处安设阀门。

2.连接喷雾的所有管接头严禁出现跑冒滴漏现象。

3.喷雾管固定在用于封闭机头的薄铁板上，距转载点的高度为70cm。

4.安装时应保证所有喷嘴正对转载出煤点，且所有喷雾必须成雾状。

32

5.连采机自带的喷雾系统必须完好可靠，且喷雾必须能覆盖滚筒即喷雾直径不得小于

1.2m。

5.2.4巷道冲洗

巷道每7天冲洗一次，同时要保证巷道内的水管、电缆、风筒上煤尘厚度不超过2mm,连续堆积长度不得超过5m。

5.2.5个人防尘

所有入井人员必须佩戴好3M防尘口罩，直接生产人员每班更换口罩虑棉。

5.3防灭火

1.巷道的洒水降尘管路兼作消防供水管路，同时每一部皮带机头配备2根消防水管。

2.皮带机驱动滚筒安设超温自动洒水装置，洒水温度≥100℃

3.所有机电、材料硐室、油脂存放点、各皮带机头、破碎机处配备2具MFDZ8型灭火器，其他设备如：连运、铲车、锚杆机、连采机各配备1具MFDZ8灭火器。

4.材料硐室、移动变电站、各皮带机头分别配置0.8m3沙箱及消防锹，沙子体积必须达到沙箱体积的2/3。

5.井下使用的润滑油、棉纱、布头等，必须存放在盖严的铁桶内。用过的棉纱、布头等，也必须存放在盖严的铁桶内，并由下料工每天回收到地面处理严禁乱扔乱放。

6.严禁将剩油、废油泼洒在巷道内。

7.皮带机头前后20m范围内，不得存放可燃性材料。

8.巷道掘进完毕后必须将顺槽、调车硐室和联巷内的浮煤清净，必要时要铺盖岩粉。

9.当工作面或巷道内着火时，应根据着火情况，首先采用直接灭火方法，如用灭火器、用水浇等，在直接灭火过程中，一般不得改变火区的风流方向。

10.在32304、32305回风顺槽各安设一组隔爆水袋，每组水量不得小于3600升（60³33

60升，每个水袋体积60升），隔爆水袋用“S”钩垂直巷道走向吊挂。

5.4监测监控

1.跟班管理人员、班长、流动电钳工、工作面各司机配带便携式瓦斯报警仪。

2.班长作为工作面兼职瓦检员，每班要用光学瓦检仪对工作面的CH4、CO2浓度至少检测

两次，两次时间间隔要在3小时以上。

3.井下除安设完好的风电、瓦斯电闭锁装置外，还必须安设KTC-90型局部通风机开停传感器；工作面煤机、锚杆机、连运、铲车上必须安设甲烷超限自动断电装置，具体工作参数设置为：

断电CH4浓度：≥1.5％

断电范围：所属设备电源

报警CH4浓度：≥1.0％

复电CH4浓度：＜1.0％

4.在各工作面滞后风筒出口3---5m，距顶板300mm，距巷道侧壁（风筒对帮）不小于200mm处吊挂KG9701型甲烷传感器。

具体工作参数设置为：

断电CH4浓度：≥1.5％

断电范围：工作面及回风巷34

7.地面监控中心←→掘进工作面分站←→工作面瓦斯传感器。

附：《监测系统图》

5.5供电系统

5.5.1工作面供电及电缆布置

工作面的动力电源来自3#变电所21号开关柜，风机专用电源来自风机专用变电所的3号开关柜。为了降低输送过程中的能量损耗，采用10KV高压将电送至顺槽的移动变电站，随后由移动变电站将电压变为1140V和660V两种，以满足工作面生产需要。

5.5.2掘进工作面变压器选型

1.风机变压器容量计算

风机负荷统计，2台风机，每台功率Pe=2³18.5KW

则∑Pe=2³（2³18.5）=74KW

SB=PeKx

cosdj

式中:SB－变压器计算容量（KVA）∑Pe－由该变压器供电后设备总功率KW

Kx－需用系数

cosdj－加权平均功率因数，对于连采工作面，cos

Pa

Pedj＝0.65Kx=0.4+0.6Pa－最大电机功率KW

所以Kx＝0.4+0.6³

则SB＝0.55740.6518.574＝0.55＝62.6（KVA）<200KVA

所以选用容量为315KVA和200KVA的变压器可行

35

2.连运变压器容量计算

负荷统计：

连运1#车：∑Pe连运1＃车＝2³55+3³40+110＝340KW

连运2#车：∑Pe连运2＃车＝2³40+2³40＝160KW

连运3#车：∑Pe连运3＃车＝2³40+2³40＝160KW

连运4#车：∑Pe连运4＃车＝2³40+2³40＝160KW

连运5#车：∑Pe连运5＃车＝2³40+2³40＝160KW

则SB=KxPe

djcos

式中SB－变压器计算容量KVA

Pe－由该变压器供电的设备总功率KW

Kx＝需用系数

－加权平均功率因数cosdj

对于连采工作面cosdj＝0.65

Kx＝0.4+0.6³PaPe＝0.4+0.6³110340160160160160＝0.47

SB＝0.479800.65＝708.6KVA<2000KVA

所以选用容量功率为2000KVA的变压器可行。

3.连续采煤机，锚杆机变压器容量计算

负荷统计：

连续采煤机：∑Pe煤机＝2³170+52+2³60+19+2³45＝621KW

锚杆机：∑Pe锚杆机：＝2³45＝90KW

所以∑Pe＝∑Pe煤机+∑Pe锚杆机＝621+90＝711KW

36

SB=KxPe

djcos

式中SB－变压器计算容量K

Pe

Kx－由该变压器供电的设备总功率＝需用系数

－加权平均功率因数cosdj

对于连采工作面：cosdj＝0.65

Kx＝0.4+0.6³Pa

Pe＝0.4+0.6³170663＝0.554

SB=PeK

cosdjx＝7110.5540.65＝605.99KVA<1250KVA

所以选用容量为KBSGZY-1250/10的变压器可行。

4.皮带机变压器容量计算

负荷统计：

∑Pe＝2³220+7.5+5.5＝453KW

SB=PeK

cosdjx

式中SB－变压器计算容量K

Pe

K－由该变压器供电的设备总功率KWx-需用系数

－加权平均功率因数cosdj

对于连采工作面：cosdj＝0.65

Kx＝0.4+0.6³Pa

Pe＝0.4+0.6³220453＝0.69

37

SB=PeK

cosdjx＝4530.690.65＝480KVA<800KVA所以选用型号为KBSGZY-800/10的移动变电站可行。

5.排水变压器容量计算

负荷统计：

∑Pe＝4³10+1³37＝77KW

SB＝KxPe

djcos

式中SB－变压器计算容量KVA

Pe

K－由该变压器供电的设备总功率x－需用系数

－加权平均功率因数cosdj

对于连采工作面：cosdj＝0.65

Kx＝0.4+0.6³

KPe

djPaPe＝0.4+0.6³3777＝0.688SB=xcos＝0.688770.65＝81.5KVA

480KVA+81.5KVA＜

800KVA

所以与皮带机共用一台800KVA移变可行。

5.5.3掘进工作面电缆截面的选择

1.风机电缆截面选择：

（1）按允许负荷电流选择电缆截面

Ig＝3

A）

式中Ig－实际流过电缆的工作电流A

38

Kx－需用系数0.55

Pe－由该电缆供电的电动机额定功率之和

KW,74KW

－电动机的额定电压V,660V

cosdjUe－电动机的加权平均功率因数，0.65

0.5574103

所以Ig＝54.8A（

2）按机械强度选择：

根据机械强度需要及允许距离，选用UCPQ3³25+1³10电缆可行。

（3）按正常运行允许的电压损失选择电缆截面：

变压器电压损失

△UZbbb

△Ub－变压器的电压损失V

Ib－变压器的负荷电流A

Zb－变压器阻抗Ω

ZbU2％UpSb2=4.33%³69022001000

Sb

Sbe=0.1031（Ω）变压器负荷系数：Kf＝74200＝0.37

变压器负荷电流：IbKfI2

e＝0.37³167＝61.79（

A）

△U＝11.03（V）1.790.1031Zbbb

△U＝KfKtPL10eg3

gVSgdje

g（V）式中：△U

Kf－干线电缆的电压损失V－负荷系数，实际功率与额定功率之比，一般为0.7-0.8

39

Kt－同时系数，是供电系统中同时工作的电动机总功率与所有电动机总功率之比，一

般为0.8—0.7。

Pe

Lg－电缆负荷的总额定功率KW－干线电缆的长度m

－电导率(m/Ω³mm2)铜取53铝取32

eU

S

－额定电压V－干线电缆截面（mm2）－电动机的加权平均效率，是各电动机的功率与效率的乘积之和与总功率之比，一gdj

般为0.8-0.9

w－电网效率，一般为0.9-0.95

KfKtPL103eg所以Ug＝U-Ub＝

Lg＝

Lg＝UeSgdj3＝0.8174L10g53660250.83(6311.03)53660250.80.81741051.9753660250.80.8174103＝614.159（m）

根据电压损失计算Lg为600m

2.连运电缆选择

（1）按允许负荷电流选择电缆截面

Ig＝3

A）

式中Ig－实际流过电缆的工作电流A

Kx－需用系数0.47

Ue－电动机的额定电压V,1140V

－电动机的加权平均功率因数，0.65cosdj

40

Ig3=359（A）

（2）按机械强度选择：

根据机械强度需要及允许距离选用UCPQ3³95+1³25电缆可行

（3）按正常运行允许的电压损失选择电缆截面

变压器电压损失

△UZbbb

△Ub－变压器的电压损失V

Ib－变压器的负荷电流A

Zb－变压器阻抗

ZbU2％UpSb2=5.23%³1200220001000

Sb

Sbe=0.09414（Ω）变压器负荷系数：Kf＝708.62000＝0.354

变压器负荷电流：Ib

KfIze＝0.354³709＝250.986（

A）

△U＝40.9（V）250.9860.09414Zbbb

△U＝KfKtPL10eg3

gVSgdje

g式中：△U

Kf－干线电缆的电压损失－负荷系数，实际功率与额定功率之比，一般为0.7-0.8

－同时系数，供电系统中同时工作的电动机总功率与所有电动机总功率之比。－电缆负荷的总额定功率KWKtPe

L

g－干线电缆的长度－电导率铜取53，铝取32

41

Ue－额定电压V

－干线电缆截面（mm2）

－电动机的加权平均效率，是各电动机的功率与效率的乘积之和与总功率之比，一Sgdj

般为0.8-0.9

LgUUSgegdjKKP10fxe3＝(11726.711.35)531200950.80.7(255110

14226)/980980103＝1000m

3.煤机锚杆机电缆选择

（1）按允许负荷电流选择电缆截面

Ig3A）

Ig－实际流过电缆的工作电流A

Kx＝需用系数0.354

－电动机的额定电压,1140VUe

cosdj－电动机的加权平均功率因数，0.65

Ig3＝271.9A选用电缆为UCPQ3³95+1³25

电缆可行

（2）按机械强度计算：

根据机械强度需要及允许距离选用电缆为UCPQ3³95+1³25电缆即可

按正常运行允许的电压损失选择电缆截面

变压器电压损失

△UZbbb

△Ub－变压器的电压损失V

Ib－变压器的负荷电流A

42

Zb－变压器阻抗

ZbU2％UPSb2=5.68％³

Sb

Sbe1200212501000＝0.06543（Ω）变压器负荷系数Kf＝565.081250

＝0.452

变压器负荷电流IbKfIze＝0.452³601＝271.7A△U＝1.732³271.7³0.06543＝30.79VZbbb

△U2＝KfKtPL10eg3VSgdje

KfKtPL10eg3＝0.715532001030.531200950.8＝16V△Ug＝VSgdje

式中：

△U

K

Kfg－干线电缆的电压损失－负荷系数，实际功率与额定功率之比，一般为0.7-0.8t－同时系数，供电系统中同时工作的电动机总功率与所有电动机总功率之比。

－电缆负荷的总额定功率KWPe

L

g－干线电缆的长度－电导率铜取53，铝取32

eU－额定电压V

－干线电缆截面（mm）

－电动机的加权平均效率，是各电动机的功率与效率的乘积之和与总功率之比，一2Sgdj

般为0.8-0.9

Lg11730.7916531200950.80.71663103＝731.2369m

4.皮带机电缆选择

43

（1）按允许负荷电源选择电缆截面

IgKPe103

（A）

Ig－实际流过电缆的工作电流A

Kx＝需用系数0.69

－电动机的额定电压,660V

－电动机的加权平均功率因数，0.65

3Uecosdj

Ig

0.6923310＝402.4A

根据计算，每台电机应单设一趟电缆，一台电机的功率为220KW

Ig3

A249.43

P－电动机额定功率KW

U

e－电动机额定电压V－电动机额定效率

－电动机额定功率因素ecose

经过查表得选UCPQ3³95+1³25电缆

（

2）按机械强度选择，选用UCPQ3³95+1³25电缆,满足机械强度要求。

（3）按正常运行允许的电压损失选择电缆截面

变压器电压损失

△UZbbb

△Ub－变压器的电压损失V

Ib－变压器的负荷电流A

Zb－变压器阻抗

44

变压器负荷系数KfSbSbe＝480800＝0.6

变压器负荷电流IbKfIze＝0.6³666.5＝399A

＝0.85

％6902

8001000＝0.0347Ω△V＝1.732³399³0.0347＝23.98VbZbb

△Vg＝KfKPL10teg3VSgdje

g式中：△U

Kf－干线电缆的电压损失－负荷系数，实际功率与额定功率之比，一般取0.7-0.8

Kt－是所以电系统中，同时工作的电机总功率与所以电机总功率之比，一般为

0.8-0.7

L

gPe－电缆负荷总额定功率KW－干线电缆长度－电导率铜取53，铝取32

eU－额定电压V

－干线电缆截面积mm2

－电动机加权平均效率，是多电动机功率所以效率之和与总功率之比，一般为Sgdj

0.8-0.9

LgUUSgegdjKKPe10fx3＝6323.98

53690950.90.71220103＝792.2416

5.排水电缆选择

(1)按允许负荷电流选择电缆截面

IgKPe10

3A

45

Ig－实际流过电缆的工作电流A

Kx＝需用系数0.688

－电动机的额定电压V

－由该电缆供电的电动机额定功率之和KW

－电动机的加权平均功率因数，0.65

3Ue

Pecosdj

Ig68.2A

选用UCPQ3³70+1³25电缆可行

（2

）按机械强度计算，选用UCPQ3³70+1³25可行

（3）按正常允许电压损失选择电缆截面：

变压器损失

△UZbbb

△△U＝3＝50.2VZbbb

△Ug＝KfKtPLg10e3VSgdje

g式中：△U－干线电缆的电压损失

46

Kf－负荷系数，实际功率与额定功率之比，一般取0.7-0.8

Kt－是所以电系统中，同时工作的电机总功率与所以电机总功率之比，一般为

0.8-0.7

Pe－电缆负荷总额定功率KW

L

g－干线电缆长度－电导率铜取53，铝取32

eU－额定电压V

－干线电缆截面积mm2

－电动机加权平均效率，是多电动机功率所以效率之和与总功率之比，一般Sgdj

为0.8-0.9

LgUUSgegdjKfKP10xe3＝12.853690700.650.66250.68837103＝1262m

按每端3台总计

Lg＝12.853690700.650.66250.68812103＝3894m

以1500M计算。

5.5.4连采工作面最远两相短路电流计算

1.局部通风机电缆最远两相短路电流计算

（1）300+20mUCPQ3³25+1³10

变压器电抗：KBSGZY-200/10,矿用变压器阻抗为（短路阻抗为4.33％）（忽略电阻）ZbUpSb2U2％＝4.33％³69022001000＝0.1031(Ω)

求橡胶电缆的电阻和电抗，查表知

r0＝0.794X0＝0.088(Ω/km)

47

R

XL＝r0L＝0.794³300/1000＝0.2382（Ω）L＝X0³L＝0.088³300/1000＝0.0264（Ω）（2）R=RL+RH=0.0238+0.01＝0.0248（Ω）

X=XL+ZB=0.1291（Ω）

I(2)

d风U2e2ZDd式中I

U2e(2)风－两相短路电流A＝变压器二次额定电压V

R－电阻

X－电抗

I(2)

d风U2e2ZD690＝1233.95（A）

2.连运最远两相电流计算

(1)干线电缆UCPQ3³95+1³25橡胶电缆电阻和电抗，查表得

r0＝0.247Ω/KM

x0＝0.0076Ω/KM

则R2＝r0L＝0.247³700/1000=0.173Ω

X2＝X0³L＝0.0076³700/1000=0.00532Ω

(2)KBSGZY－2000/10矿用变压器电抗为（忽略变压器的额定电阻）：

ZbU2%Up2Sb＝5.23％³1200220001000＝0.03766Ω

(3)R=R1+R2+RH＝0.1875+0.173+0.01=0.3705Ω

X＝X1+X2+Zb＝0.0135+0.00532+0.03766=0.05648Ω

48

Id梭（2）U2e2ZD1118A

3.煤机，锚杆机最远两相短路电流计算

(1)支线150mUCPQ3³25+1³10,橡胶套电缆的电阻和电抗，查表

r0＝0.794Ω

x0＝0.088Ω

R1＝r0L＝0.794³0.15=0.1191Ω

X1＝X0³L＝0.088³0.15=0.00132Ω

(2)干线电缆700mUCPQ3³95+1³25橡胶电缆电阻和电抗，查表得

r0＝0.247Ω/KM

x0＝0.0076Ω/KM

则R2＝r0L＝0.247³0.7=0.1722Ω

X2＝X0³L＝0.076³0.7=0.00532Ω

(3)KBSGZY－1250/10矿用变压器电抗为（忽略变压器的额定电阻）

ZbU2％UpSb2＝5.68％1200212501000＝0.06543Ω

(4)R=R1+R2+RH＝0.1191+0.1722+0.01=0.3013Ω

X＝X1+X2+Zb＝

0.0132+0.0532+0.06543=0.13183Ω

I(2)

d锚U2e2ZD1200＝1341A

4.皮带机最远两相短路电流计算

(1)200mUCPQ3³95+1³25橡胶电缆电阻和电抗，查表得

r0＝0.247Ω/KM

x0＝0.076Ω/KM

49

R1＝r0L＝0.247³0.2＝0.0491Ω

X2＝X0³L＝0.076³0.2＝0.0152Ω

(2)KBSGZY－800/10矿用变压器阻抗为（忽略变压器的额定电阻）

ZbU2％UpSb2＝5.23%³69028001000＝0.03470Ω

（3）R=R1+RH＝0.0491+0.01=0.0591Ω

X＝X1+Z

b＝0.0152+0.0347=0.0499Ω

I(2)

d皮带Ue2ZD4460A

5.排水最远两相短路电流计算

(1)支线1500mUCPQ3³25+1³10,橡胶套电缆的电阻和电抗，查表

r0＝0.35Ω/KM

x0＝0.0078Ω/KM

R1＝r0L＝0.35³1.5＝0.525Ω

X2＝X0³L＝0.0078³1.5＝0.0117Ω

（1）

ZbU2％UpSb2KBSGZY－800/10矿用移动变电站电抗为（忽略变压器的额定电阻）＝5.23%³69028001000＝0.03470Ω

（3）R=R1+RH＝0.525+0.01=0.535Ω

X＝X1+Z

b＝0.0117+0.03470=0.0464Ω

I(2)

d排水Ue2ZD＝642A

5.5.5移动变电站过载电流整定计算

1.风机用移变KBSGZY-315/10，负荷侧总功率为74KW

50

（1）长时工作电流：

Ie＝74³103/(1.732³660³0.8)＝81A

过载保护：

Iao≥1.1Ica=1.181A=89.1A

式中：Ica—线路的最大长时工作电流，A。

1.1—考虑负荷计算误差的可靠系数。

移变低压侧馈电额定电流为315A，即Iao＝0.3*315=94.5A≥89.1A

（2）、短路保护整定：

Ias≥INt+ΣINIe=21*7+3*21=210A

式中：INt=启动电流最大的一台或同时启动电流最大的多台电动机启动电流，A。

ΣINIe—其余电动机的额定电流之和，A。

移变低压侧短路保护整定为：Ias=1*315=315A≥210A。

（3）灵敏度校验

Ks＝II(2)＝as1234315＝3.92>1.5合格

式中：Ks—保护装置的灵敏系数；

I(2)—保护范围末端的最小两相短路电流，A。

I

as—根据计算的整定值查开关技术数据确定的实际整定值，A。

2.连运用KBSGZY-2000/10移动变电站过电流整定计算

负荷总功率：980KW

（1）

IeΣ980103过载保护：

51

Iao≥1.1Ica=1.1709A=779.9A

式中：Ica—线路的最大长时工作电流，A。

1.1—考虑负荷计算误差的可靠系数。

移变低压侧馈电额定电流为1600A，即Iao＝0.5*1600=800A≥780A

（2）短路保护整定：

Ias≥INt+ΣINIe=.=300+640=940A

式中：INt=启动电流最大的一台或同时启动电流最大的多台电动机启动电流，A。

ΣINIe—其余电动机的额定电流之和，A。移变低压侧短路保护整定为：Ias=2*500=1000≥940A。

（3）灵敏度校验

Ks＝I

I(2)＝as13131000＝1.31>1.25合格

式中：Ks—保护装置的灵敏系数；

I(2)—保护范围末端的最小两相短路电流，A。

Ia

s—根据计算的整定值查开关技术数据确定的实际整定值，A。

1、煤机，锚杆机用KBSGZY-1250/10移动变电站过电流整定计算

负荷总功率711KW

(1)Ie711103＝450A过载保护：

Iao≥1.1Ica=1.1450A=495A

式中：Ica—线路的最大长时工作电流，A。

52

1.1—考虑负荷计算误差的可靠系数。

移变低压侧馈电额定电流为1000A，即Iao＝0.5*1000A=500A≥495A。

（2）、短路保护整定：

Ias≥INt+ΣINIe=.=105*6+357=987A

式中：INt=启动电流最大的一台或同时启动电流最大的多台电动机启动电流，A。

ΣINIe—其余电动机的额定电流之和，A。

移变低压侧短路保护整定为：Ias=1*1000=1000A≥987A。

（3）灵敏度校验

Ks＝II(2)＝as18241000＝1.82>1.5合格

式中：Ks—保护装置的灵敏系数；

I

I(2)—保护范围末端的最小两相短路电流，A。as—根据计算的整定值查开关技术数据确定的实际整定值，A。

2、皮带机用移变低压侧电流整定

IeP517103=646.1A过载保护：

Iao≥0.8Ica=0.8646.1A=516.8A

式中：Ica—线路的最大长时工作电流，A。

0.8—考虑负荷计算误差的可靠系数。

移变低压侧馈电额定电流为800A，即Iao＝0.7*800=560A≥516.8A,实际整定480A满足

要求。

（2）、短路保护整定：

53

Ias≥INt+ΣINIe=.=220*7+220+96=1856A

式中：INt=启动电流最大的一台或同时启动电流最大的多台电动机启动电流，A。

ΣINIe—其余电动机的额定电流之和，A。

移变低压侧短路保护整定为：Ias=3*800=2400≥1856A。

（3）灵敏度校验

Ks＝II(2)＝as44602400＝1.86>1.5合格

式中：Ks—保护装置的灵敏系数；

I

I(2)—保护范围末端的最小两相短路电流，A

。as—根据计算的整定值查开关技术数据确定的实际整定值，A。

3、排水用400馈电电流整定，负荷统计77KW

Ie3=96.2A过载保护：

Iao≥1.1Ica=1.196.2A=105.8A

式中：Ica—线路的最大长时工作电流，A。

1.1—考虑负荷计算误差的可靠系数。

400A馈电额定电流为400A，即Iao=120≥105.8A，实际整定100A满足要求。

（2）、短路保护整定：

Ias≥INt+ΣINIe=.=46*6+30=306A

式中：INt=启动电流最大的一台或同时启动电流最大的多台电动机启动电流，A。

ΣINIe—其余电动机的额定电流之和，A。

400A馈电短路保护整定为：Ias=400A≥306A。

54

（3）灵敏度校验

Ks＝II(2)＝as642400＝1.61>1.5合格

式中：Ks—保护装置的灵敏系数；

I

I(2)—保护范围末端的最小两相短路电流，A。as—根据计算的整定值查开关技术数据确定的实际整定值，A。

4、皮带机300开关过电流整定，皮带机驱动电机额定功率为220KW，其额定电流为228.6A

（660V）,过载整定为：Id=228A。

张紧部泵站电机额定功率为5.5KW，其额定电流为6.7A（660V），过载整定为：Id=7A。张紧绞车电机额定功率为7.5KW，其额定电流为10.2A，过载整定为：Id=10A。机头照明综保所带负荷为5³70w,一台控制器，过流整定为：Id=15A。

5、风机开关整定：风机额定功率为2*18.5KW，其额定电流为2*22.4A，过载整定为：Id=20A。

附《工作面供电系统图》

5.6供、排水系统

5.6.1供水系统

1.供水方式及设施

2-2煤二盘区加压泵房集中供水。

供水管使用Φ159焊管沿皮带巷小帮靠皮带架敷设，过巷管路做顶龙门，横平竖直，顶上横管距离巷道顶板不小于0.3m。供水管根据消防喷雾系统要求每50m安设一个Φ159/DN20的三通同时安装DN20截门倒刺和相应的截止阀，每隔300m安设一个DN150截止阀。

Φ159焊管敷设至破碎机后10m55

掘进过程中可根据工作面的出水压力，在管线的皮带机头处安设加压系统，以保证煤机供水。

2.供水线路

2-2煤新加压泵房→32303运顺进水管→32304辅回撤通道→32304回顺→工作面。

3.管路标识

管线拐弯处、长距离管路每500m贴白底绿色箭头标识，多趟管路标识在同一层面。Φ159管闸阀设标识卡，标识卡上应注明闸阀的规格、编号、水流向、使用地点、责任人。

5.6.2排水系统

1.排水方式及设施

因为工作面淋水的随机性，水泵点线式布置，接力排水。考虑掘进巷道底板高程变化，每隔1000m设一接力水仓，接力水仓设在两巷之间的联巷内，水仓规格为10*5*3m，由生产办安排施工，水仓施工完后必须在靠行人侧设置栅栏。在巷道淋水段低洼处的副帮做水窝，水窝容积0.15m3。

2.排水设施

排水管使用Φ108焊管，在皮带巷紧靠供水管敷设，敷设时使用水管托架将供、排水管上下分开，其中排水管布置在托架最上侧。每1000m安设一个DN100闸阀，水窝或巷道淋水低洼处安设Φ100/DN75三通，并配备排水设备一套（DN75截止阀，Φ40钢管倒刺，4kW水泵）。

皮带巷30开关靠大帮安设，主回撤通道和32305回顺的30开关沿巷道掘进方向右手侧靠帮安设。

3.排水设备

巷道低洼处所用排水设备为4kw水泵，其技术特征详见表4--3

56

接力水仓处所用排水设备为37KW水泵，其技术特征详见表4--4

表4-3

表4-437KW水泵的技术特征表

3.设备标识

水仓栅栏挂“注意安全”警示牌与管理牌板，牌板标明水仓编号、容积、责任人。水泵设置管理牌板，标明水泵编号、使用地点、规格、责任人。管路标识箭头为蓝色，参照供水管路标识布置。

4.排水线路

巷道低洼处（设4KW水泵处）→32304回顺→32304辅回撤通道→32303运顺→煤液化水仓

详见巷道供、排水系统图

5.7运输系统

5.7.1主运系统

1.运输能力确定

选用的梭车其最大运输能力为367t/h，1030破碎机最大转载和破碎能力为450t/h,(连运系统最大运输和破碎能力为2000t/h)选用SSJ1200/2³220型胶带输送机,运输能力为1200T/h，由此可见，所选设备可以满足运输需要。

2.运输方式

57

连续采煤机完成自行装煤工序，梭车完成煤机到破碎机之间的运煤工序，破碎机完成大块煤的破碎工序，（连运系统直接完成煤的破碎及煤机到胶带机的运输工作）胶带输送机完成煤的长距离运输工作，胶带机数量随工作面推进和掘进方向的改变适时增加。

3.设备布置

沿32303运输顺槽布置胶带机一部，运输距离680m，机头与煤液化主运输系统搭接，机尾与布设在32304辅回撤通的机头搭接。

每开掘一个联巷延伸一次胶带机，破碎机（与紧随工作面延伸的皮带机尾搭接）距离掘进头不超过80m。在生产后期，32304回风顺槽布置四部胶带机，每部运输距离约1100m。

胶带机沿巷道掘进方向右侧布置，皮带架距帮不得小于0.7m，机头位置正对联巷安设，机头机尾打两根￠16mm*1.6m的地锚杆，用不小于Φ12.5mm的钢丝绳两点各双股牵拉固定。

4.主运输线路

工作面的煤→32304回风顺槽→32304辅回撤通道→32303运顺→2-2煤三盘区203皮带→地面煤仓

5.7.2辅运系统

1.运输方式

人员及一般材料采用矿用防爆胶轮车运输，超长材料用防爆胶轮车牵引炮车运输，重件使用912车或多功能车运输。

用铲车完成工作面材料运送、设备搬迁。

2.运输线路

入井：

反掘段未贯通前：地面→辅运平硐→2-2煤辅运大巷→煤液化辅运大巷→中间巷→32304运输顺槽→32304主回撤通道→工作面。

58

反掘段贯通后：地面→辅运平硐→2-2煤辅运大巷→煤液化辅运大巷→32305回风顺槽→工作面。

升井：

反掘段未贯通前：掘进工作面→32304主回撤通道→32304运输顺槽→中间巷→煤液化辅运大巷→2-2煤辅运大巷→辅运平硐→地面。

反掘段贯通后：掘进工作面→32305回风顺槽→煤液化辅运大巷→2-2煤辅运大巷→辅运平硐→地面。

详见《运输线路图》

5.8照明、通讯和控制系统

5.8.1照明系统

工作面所有移动设备自带照明系统，各移变硐室、充电硐室、各转载点必须安设矿用127V防爆型高压钠灯，入井人员佩带矿服务部门统一配发的矿灯。

5.8.2通讯系统

皮带机头和各转载点处均安一部程控，以便和矿内各单位及时进行直接通话。。各部皮带沿途的PROMOS急停保护系统安装有喊话装置，可以与机头机尾取得联系，跟班队长、班长、电工、主要检修工、巡视工配备UTStarcom矿用防爆移动。

5.8.3控制系统

每部皮带均安设跑偏、堆煤、烟雾、速度、超温洒水等自动化保护装置。

详见《照明通讯布置图》

59

第六章生产组织与主要经济技术指标

6.1劳动组织

人员配置以系统形成后的正常生产条件为准核定。

以岗位需要人数计算，生产班每班15人，检修班每班28人。根据相关劳动法规及实际组织情况，员工每月平均出勤以22天计算，轮休系数为1.36，（每延伸一部皮带增加5人）。

每班配一位管理人员负责生产指导与监督。

劳动组织详见表6—1、6—2

6.2循环作业

实行“三八”制作业方式，每天安排两个生产班和一个检修班作业，其中两个生产班每班生产8小时；即完成采煤、运煤、打锚杆、接挂风筒和清理浮煤等工作；检修班每班检修8小时，每天除进行生产和设备的正常检修外，同时还负责工作面机电设备搬迁、供排水管、电缆的延伸和吊挂，运送材料，为生产班的正常生产做好准备工作。

根据巷道布置与设备条件，确定工作面掘进与支护平行作业。

附：《正规循环作业图表》

6.3生产能力

1.月进度

使用梭车时

根据生产工艺制定的正规循环作业图表，每班正常完成1.5个生产循环，每日正常完成3个循环。

60

月进度：W＝k³M³N³S＝0.75³30³3³20=1350m

式中：

k---正规循环率，参照矿井生产经验，取0.75

M---每月生产天数，30天

N---每日循环个数，3个

S---每循环进度，20m

使用连运系统时

根据生产工艺制定的正规循环作业图表，每班正常完成2个生产循环，每日正常完成4个循环。

月进度：W＝k³M³N³S＝0.75³30³4³20=1800m

式中：

k---正规循环率，参照矿井生产经验，取0.75

M---每月生产天数，30天

N---每日循环个数，4个

S---每循环进度，20m

2.工效

使用梭车时：

工效：P＝W/(n³M）＝1350/（83³22）＝0.74m/工

式中

P---掘进工效

n---每人每月工数

使用连运时：

61

工效：P＝W/(n³M）＝1800/（105³22）＝0.78m/工

式中

P---掘进工效

n---每人每月工数

6.3主要技术经济指标

主要技术经济指标详见表6—3、6—4

62

表6－

63

表6－

64

表6－3

65

第七章工程质量与煤质管理

7.1工程质量标准

7.1.1掘进工程质量标准

1.所有巷道掘进严格按照地测站所放偏中线施工，中线左3.2m，中线右根据巷道设计宽度确定。每班施工前由班长和煤机司机共同检查激光线，严禁无线、偏线掘进。

2.巷道掘进全宽允许误差0－+200mm，掘进全高允许误差0－+200mm，煤壁直，顶、底板平,台阶小于30mm。

3.联巷开口抹角不留台阶、伞檐，开口抹角符合设计要求。4.巷道宽度、高度每1循环检查一次，要求合格率为100%。5.巷道每掘进60m，由地测站校核一次激光线。7.1.2巷道支护标准

表7-1

7.1.3其它要求

1.锚杆、托板、药卷必须保证质量，其规格、型号，要符合规程规定，使用前应仔细检查，发现有不符合产品立即停止使用。

66

2.顶板吊挂铁丝网时必须铺展绷紧、紧贴顶板。

3.网片搭接长度不得小于200mm,搭接处必须用14#铅丝双股每隔300mm绑扎一次。

7.1.4巷道掘进标识的具体规定

1.掘进标识：每班掘进前要在巷道右手帮对本班掘进的位置进行标识，标识采用白色喷漆，具体符号为┝，高度控制在1.6—1.8m范围内。标识时左侧为当班掘进进尺,右侧横线上部为掘进班次,班次标识采用班长姓名汉语拼音的打头字母,下部为掘进时间：³月³日。“┝”按照高为200mm、宽为300mm进行喷漆。

2.支护标识：每班锚杆机司机支护完一个循环要对顶煤留设厚度进行探测，并在顺槽左帮距底板2.0m处用“┝”符号喷白色漆进行标识,左边从上到下依次标出顶煤厚度、巷道高度、底煤厚度,单位均为“m”,右边横线上为当班班长姓名缩写,下边为时间：³月³日。“┝”按照高400mm、宽300mm进行喷漆。

7.2煤质指标与煤质保证措施

严格执行公司、矿及队上制定的有关煤质管理措施，使所采煤的水份不超过16.5%，灰份小于6.5%。

7.2.1.降低煤质中水份的具体措施

1.连续采煤机和各部转载点的喷雾装置必须完好，并做到“开机开水、停机关水”。

2.严格控制外来水进入煤中，•各部胶带输送机喷雾点加设防护罩，供、排水管路严禁出现跑、冒、滴、漏水现象。

3.排水管路紧跟破碎机后，低洼积水处设好水泵；冲洗供水管路的污水及时排出，每班固定人员抽水。

4.在皮带巷设置防尘水幕时，必须在其正下方的皮带上方设置防水棚子。

5.由于巷道底板渗水，所以各班掘进完后，必须及时将工作面掌子头的煤用煤机清理67

干净。

6.用铲车清理巷道里含有水的浮煤,必须放入指定联巷68

7.工作面必须设有垃圾桶,工作面所有杂物必须进入垃圾桶,并由下料工负责每天清理一次。

8.必须在顺槽1#部皮带正上方安设一台除铁器，除铁器由下料工负责每天清理一次。69

第八章避灾路线与灾害防治

8.1概述

在直巷每隔500m或巷道拐弯处设置避灾路线指示牌，立体反光，靠升井方向右手侧布置，距离巷道底板2m高。

在32305回风顺槽的正帮布设反光标识，布设时黄色反光面全部掘进方向，红色反光面全部朝向升井方向。

当工作面发生事故时，现场所有人员都有责任立刻向调度室汇报，简单明了的叙述事故发生的时间、地点、状况，以及可能的受害范围，同时在保证自身安全的前提下采取一切有效的措施，将灾害控制在最小范围内。当灾害程度不能控制或无法预料时，迅速撤离灾害区，设法配合救护人员工作。

事故发生后的具体处理程序按照《补连塔矿应急预案汇编》中的相关部分执行，《应急预案》作为本规程的一部分贯彻学习并考核。

避灾路线以本规程《避灾路线示意图》为准。

8.2避灾线路

工作面发生煤尘爆炸，现场的作业人员必须立即配戴好自救器，沿避灾路线迅速撤离至地面。当发生火灾时人员应从最近的地方进入进风巷，逆风行走；当发生水灾时人应该往附近有出口的巷道的高处走。

2.水灾避灾路线：

反掘段未贯通前：工作面→32305回风顺槽→32304主回撤通道→32304运输顺槽→中间巷→煤液化辅运大巷→2-2煤辅运大巷→辅运平硐→地面

反掘段贯通后：工作面→32305回风顺槽→煤液化辅运大巷→2-2煤辅运大巷→辅运平硐70

→地面

3.火灾、煤尘爆炸、瓦斯爆炸避灾路线：

反掘段未贯通前：工作面→32305回风顺槽→32304主回撤通道→32304运输顺槽→中间巷→煤液化辅运大巷→2-2煤辅运大巷→辅运平硐→地面

反掘段贯通后：工作面→32305回风顺槽→煤液化辅运大巷→2-2煤辅运大巷→辅运平硐→地面

附：《避灾路线图》

8.3灾害防治

8.3.1水灾的防治

1.若掘进工作面发生透水预兆（挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水叫声、顶板淋水加大、顶板来压、底板鼓起或产生裂隙出现渗水、水色发浑有臭味等异状），必须停止作业，采取措施，并报告矿调度室。如果情况危急，必须立即发出警报，撤出所有受水威胁地点的人员。

2.若工作面发生涌水或供水管跑水（尽快关掉跑水阀门），必须将工作面机电设备转移至巷道较高处，利用现有的条件设泵排水，防止发生水灾。

3.坚持“有疑必探，先探后掘”的原则。

4.排水系统必须完好，且紧跟掘进工作面。

5.若工作面发生水灾事故，人员必须根据实际情况向高处避灾，按指定的避灾路线撤离。

8.3.2火灾的防治

1.胶带运输机保护装置齐全完好。

2.电气设备、油料集中处，应符合防火的有关规定，并配备足够的灭火器材；作业人71

员必须熟知灭火器材的使用方法和本工作面灭火器材的存放地点。

3.若井下发生火灾，工作人员在力所能及的情况下，立即组织人员按照《煤矿安全规程》规定的灭火方法进行直接灭火，灭火人员必须佩戴好自救器，同时汇报调度室。

4.为防止电气火花引起火灾，机电设备应正确选用熔断丝、正确使用漏电继电器，以便电源短路、过载、接地时能及时切断电源。严禁使用不防爆和防爆性能不好的电器设备，电缆接头必须使用防爆接线盒，防止产生电气火花引起火灾。

5.为防止摩擦火花引起火灾，应做好井下机械运转部位的保养和维护工作。连采机割煤时要喷雾洒水，防止因摩擦生热引起火灾。

6.及时清理片帮煤及工作面的浮煤，对不能清理的浮煤要喷洒阻化剂或覆盖沙土。

7.工作面电气设备发生火灾时，工作人员必须立即切断其电源。在电源切断前，只准使用不导电的灭火器材进行灭火。

8.若巷道范围内发生煤层温度升高或有煤油味等自燃发火预兆时，要及时洒水降温，严防发生火灾，并汇报调度室，以便及时采取防范措施。

9.配电点、油脂存放点，要配备2台MFZL8灭火器、1个砂箱和洒水管路，并保持完好，以便发生火灾时应急使用。

10.当需要进行电焊、气割时必须制定安全技术措施，并严格落实。

11.使用过的油棉纱、废纸要及时装箱回收，井下不得存放煤油、汽油等。

12.各机电设备、运输车辆要配备灭火器材，并保持完好，以便发生火灾时应急。

13.杜绝电气设备失爆，严禁供电电缆有鸡爪子、羊尾巴、明接头出现。

8.3.3瓦斯、煤尘的防治

1.掘进工作面装设2台瓦斯传感器，与风筒出风口平齐，吊挂在风筒的对侧，要求距顶板不大于300mm，距巷帮不小于200mm。

72

2.工作面做到无瓦斯超限作业，无瓦斯积聚作业。

3.盲巷和密闭要严格管理，严防人员入73

2．当顶板裂隙突然增多或出现离层时，应缩短循环进度，采取短掘短支。

3．当淋水量突然加大时，应缩短循环进度，采取短掘短支。

4．掘进过程中，顶板条件恶劣时，应及时联系地测部门与生产办，根据地质资料、水文资料，科学地调整巷道的支护方式。

5．掘进过程中严禁超空顶作业。

6.掘进前必须执行“敲帮问顶”制度，待隐患处理后方可组织掘进。

7.验收人员要认真检查支护材料，不合格材料坚决杜绝使用。

8.执行敲帮问顶时，要有两名有经验的工人担任，一人找顶，一人观察顶板，观察顶板的人要站在找顶人的侧面。找顶人要站在安全地点，并要保证退路畅通。

8.3.5噪音的防治

1.凡配有噪声污染防治的设施，必须保证设备正常运行，并负责设施的使用和维护。拆除防治噪声设施时，必须有防范措施，安装醒目的噪声源标志，用以提醒员工；局部通风机上必须安装消音设备。

2.在噪声达到80分贝时，当停留时间达到20分钟以上时，员工必须佩戴耳塞，耳塞要定期清理，以免耳塞上的灰尘影响健康。

3.有专人定期对井下各噪声点进行噪声检测，发现问题及时向驻矿安监处汇报；

4.每年对员工进行一次体检，检查听力的好坏，检查结果必须通知队里，如检查发现听力问题的人员应及时治疗，未治愈的人员严禁下井工作

74

第九章安全技术措施

根据三盘区地质状况及施工过程中可能出现的各种影响因素，分类制定必要的安全技术措施。主要有一般规定、设备操作运行、一通三防、顶板管理与巷道维护、其它措施等几部分。另外，施工期间根据实际情况的需要随时再编制其它他相关措施。

9.1一般规定

1.所有员工必须经过专门培训，熟知《煤矿安全规程》与《作业规程》，经考试合格取得《安全资格操作证》与《入井证》后方可参加井下工作。针对具体施工任务必须参加相关《连采设备操作规程》以及《安全技术措施》的学习，考试合格并做有记录方可持证上岗。

2.凡入井人员必须佩带完好的自救器、矿灯、安全帽、耳塞，穿带非化纤劳动保护服装，穿绝缘电压达到10000V的矿用水靴。严禁酒后或带烟火入井，严禁携带易燃、易爆品或其它未经矿相关主管人员同意的物品入井。跟班管理人负责清点入井升井人数。

3.班长兼安全检查员，携带瓦斯检测仪、CO检测仪和O2检测仪，负责工作面有害气体与O2浓度的检测记录汇报，以及水、火、煤尘、机电、运输、顶板等隐患的监督检查，发现问题适时处理及时汇报。

4.工作面有下列情况时，不得进行施工：局部通风机停止运转；沼气浓度超过1%；没有综合防尘措施；工作面顶底板安全情况不好，隐患未处理或处理不彻底；工作面空顶距离超过作业规程规定或工作面锚杆未紧固，有水灾或顶板灾害预兆。

5.在本工作面区域内有其它单位工作时，在入井前先必须通知队值班人员，并在井下与现场带班领导取得联系，明确双方责任，交待注意事项，各单位的带班领导，必须将此注意事项向全班人员交待清楚，互相协调好。

6.严禁闲杂人员进入本工作面。参观、检查人员进入本工作前先必须到破碎机处等候，75

只有与本班管理人员取得联系经容许方可进入工作面。

7.禁止任何人进入空顶区、回采区、无风区，并及时设好栅栏或挂“禁止入内”牌，若工作岗位上发现有人擅自进入上述区域，必须立即制止。若煤机、煤机电缆等在空顶区下发生故障，必须制定措施，架木垛临时支护顶板，确保安全后方可检修作业。

8.吊挂或牵拉物件必须使用经检验合格完好的导链与钢丝绳，保证安全系数大于7。不得在锚杆上吊挂超过其拉力0.5倍的物件。

9.激光垂线用的重锤不得超过工程线拉力的0.5倍，重锤距离底板高度不小于2.5m。

10.使用经检测合格的爬梯，使用爬梯必须有人监护。

11.多人扛物料时要统一口令，步调一致，扛细长件使用同侧肩膀。

12.接风筒、回收风筒时，人员应站在锚杆机或梯子上，应站稳站实，防止从设备和梯子上掉下伤人。人员在站上设备之前，必须停机停电；设备上有人时，严禁开动设备。拉铁线时，用力不能过猛，防止滑手后闪下来伤人。

13.每部皮带机头与机尾必须安设一个行人过桥供人员通过。

14.每周五为安健环活动日，必须组织职工认真学习安全技术知识，提高自身业务素质、安全素质和自身保安能力。

15.每个班前会针对全班生产对职工进行安全教育、做安健环质评估，并做有记录。

16.所有存在危险的工作场所工作地点都必须设置“作业场所、严禁入内”的牌板，所有裸露的设备传动部位都必须设置醒目的警示标志。

17.严禁单人作业。

18.机电设备操作技术按照《连采设备操作规程》与《连采设备操作安全技术措施》执行。

19.设备完好执行公司发的《煤矿井下电气设备完好标准》。

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20.大型设备入井升井、搬家倒面、大件更换、遇地质构造或其它存在较大