采煤规程最新版本.doc

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1、第一章采煤工作面概况序号项目内容说明1采面位置该工作面位于二1煤-100水平西翼。南为井田老采空区，北为12040工作面，西为井田边薄煤带，东临辅助巷及采面运煤下山。地面标高：+221.85米，工作面标高：-116.3米。2采面范围该采面可采走向长度192米，南北倾斜宽86m，总面积为18200平方米。煤厚平均3.0米，工业储量7.5万吨，按回采率平均95%，容重1.4t/m3计算，可采储量7.0万吨。3与邻近煤层及下延采区关系该采煤工作面位于二1煤中，底部二1煤与邻近的一6煤层间距为1.2-29.38米，平均12.94米，机巷标高位于-115.93至-105.56水平，风巷标高位于-86.9

2、89至-82.747。4与地面相对位置采面标高-115.93米至-82.747米，地面标高221米至235米。5采面与地面建筑物关系地面为农田、荒山，无建筑物。第二章采煤工作面地质条件2.1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285倾向15倾角252煤的坚固性系数f=0.213瓦斯绝对涌出量1.18m3/min相对涌出量3.04m3/t4煤质牌号水份灰份挥发份煤尘爆炸指数自然发火期贫煤1.35%16.16%26.37%29.44%12个月储量1可采储量7.4万吨2储量损失0.42万吨顶底板特性1顶板岩性及其关系伪顶为泥岩，灰色，泥质结构,局部稍含炭质,呈片状。基本顶为中细粒砂

3、岩。2顶板垮落步距直接顶初次跨落步距基本顶初次来压步距基本顶周期来压步距35m1315m1012m3顶板分类直接顶类别基本顶级别类级4底板特性直接底为泥岩，灰色，泥质结构,上部含少许植物根部化石，少含土质。5底板比压29.7Mpa2.2煤岩层综合柱状图2.3地质构造序号性 质位 置产 状对回采的影响程度123 顶底板与煤层节理层理发育情况及对工作面回采影响的综合评述该采面为南向北倾斜的单斜构造，煤层倾角17-340之间，平均250；根据采面风、机巷及切眼揭露资料分析，该工作面无地质构造。2.4水文地质及其它该采面所采二1煤,为单层开采，与相临工作面均有防水煤柱,不存在老空区积水威胁。根据采面风

4、、机巷揭露情况,在掘进过程中机巷底板有渗水现象。目前正常涌水量0.1m3 /h，最大涌水量为0.2m3/h。在回采过程中,不会受影响。第三章采煤方法3.1采煤工作面巷道布置（详见图3-1）图3-1 采煤工作面巷道布置示意图3.2采煤工艺及顶板管理 3.2.1采煤方法概述（一）采煤方法：采用走向长壁后退式采煤法，炮采回采工艺，全部垮落法管理顶板。（二）采高的确定：该采面煤层厚度在2.04.0m之间，平均厚度为3.0m左右，且底板为泥岩；采用ZH1600/16/24ZL型顶梁组合悬移液压支架（ZH国家代码1600工作阻力16/24最小/最大采高ZL整体顶梁）支护顶板；为了方便管理，采高确定为2.0

5、m。沿底回采。（三）工艺流程： 悬移支架回采工艺流程为：打眼 装药 爆破 伸开翻转梁临时支护 出煤 移架 移溜移悬移支架。 3.2.2回采工艺（一）爆破落煤根据采面地质条件情况，炮眼布置形式采用三花眼。1、打眼、装药严格按照炮眼布置示意图和爆破设计说明书作业（如图3-2）2、打眼设备采用风煤钻。3、炸药使用煤矿专用三级乳化炸药和毫秒延期电雷管；4、采用正向装药，紧靠药卷装水炮泥，外端填满封实炮泥。5、采面爆破原则上采用自上而下的顺序进行，采用串联起爆，放炮长度根据采面情况及毫秒延期电雷管的要求在4m范围内进行，正常情况下，每次最多联8个眼。顶板破碎及地质构造段，应根据现场实际情况确定联炮的个数

6、及长度。图3-2 炮眼布置示意图和爆破设计说明书作业（二）攉煤采用爆破落煤与人工攉煤装入输送机的方式。施工人员在支架掩护下进行攉煤装入采面切眼SGB-420/22型刮板输送机至机巷采用SGB620/80T型顺槽刮板输送机运出。（三）移架采用人工分段移架的方式。由下（机头）向上（机尾）顺序开始移架，移架的操作过程为：降移两前柱升两前柱支撑顶梁降移两后柱后，并稍降两前柱前移顶梁步距为800mm前、后四柱升紧顶梁整体推移托梁。 (四)移溜采面清理完工作面浮煤后，采用移溜器或单体柱移溜，移溜顺序为自下而上或自上而下顺序进行，严禁从中间往两头移或两头往中间移，移溜后要达到平、稳、直的要求，与煤壁保持30

7、0mm间距，临时支护齐全。 3.2.3顶板管理（一）顶板岩性分析采面直接顶为泥岩，属1类顶板。基本顶为大占砂岩，属级顶板。当煤层被采出后，直接顶呈悬臂梁状态，能悬露一定时间，支架前移后能顺利跨落，跨落岩块充填采空区高度大于煤层采高。当直接顶跨落后，基本顶悬露一定距离后呈周期性断裂下沉，其作用力主要作用在前方煤壁上和老塘直接顶跨落岩石上，只有少部分作用力通过直接顶作用于支架上，因此支架主要支撑直接顶自重，在周期来压期间还要支撑基本顶通过直接顶作用于支架上的少部分作用力，其合力约为六倍采高直接顶岩石自重。（二）ZH1600/16/24ZL型顶梁组合悬移液压支架技术参数表名 称单 位参 数备 注支架

8、高度mm16002400支架长宽mm2600960翻转梁mm960450上仰35度支架中心距mm1000支柱数量根4（110）柱高1400-2200移架步距mm800工作阻力KN1600初撑力KN12003004支护强度MPa0.62泵站压力MPa21.5 31.5工作液M-10乳化油浓度5（三）支架选型及验算根据我矿地质条件及结合我矿现有支架类型；选用ZH1600/16/24ZL型顶梁组合悬移液压支架，支架工作阻力为1600KN，设计初撑力为1200KN。1、根据矿压顶板岩性分析每组支架在基本顶周期来压时支架适应性验算ZH1600/16/24ZL型顶梁组合悬移液压支架工作时顶板载荷Q=KHL

9、bg=62.03.40.962.59.8=960KN式中: Q顶板载荷 KN K岩石厚度系数， k=6H采高 H=2.2m L工作面最大控顶距 L=3.4m b支架宽度 b= 0.96m顶板岩石平均容重 =2.5 t/ m3 g重力换算单位 g=9.82、根据质量标准化要求和结合我矿二1煤层的实际情况，根据我矿现有设备,选取ZH1600/16/24ZL型顶梁组合悬移液压支架,根据支架的设计技术特征可知支架的初撑力为P=1200。由于PQ，所以该支架满足顶板载荷要求。3、底板比压验算根据悬移支架支柱初撑力F=300KN计算出支柱对底板的比压为：P1=F/S1=4F/R2=3.97Mpa。式中:

10、R悬移支架立柱柱径1/2110mm本工作面底板为泥岩，二1煤层底板容许比压为P2=6.25Mpa。由于P1P2，故此支架对底板适应。4、端头支护设计：1）、根据柱距计算公式：L柱=P1/KLPP1=R1 R2R3R4=0.950.95129.8=26.9t/根R1支柱不均匀系数：0.95R2支柱增阻系数：0.95R3工作面系数R4支柱最大承载值：29.8t/根P为顶板压力，本采面采用6倍采高岩重P=6H=622.5=30t/m3L柱=P1/KLP=26.9/1.2L 排30=0.74m为保证安全，距L柱取0.5m，支护强度即可达到要求。2）、底板比压分析：JB= PN / SI=300KN/3

11、.14（0.005m）2=0.0383KN/m2式中JB支柱对底板比压PN支柱额定工作阻力SI支柱底座面积比较：泥岩比压JBN=0.0165KN/m2 JBJBN故支柱应垫柱鞋，防止柱子钻底。（四）支护形式及管理1、支护形式：采用77架ZH1600/16/24ZL型顶梁组合悬移液压支架支护顶板，机、风巷超前支护采用型钢梁配单体柱支护。2、采面顶板管理方法：采面采用全部垮落法管理顶板，最大控顶距3400mm，最小控顶距为2600mm，放顶步距为800mm，移架后，顶板自行垮落充填采空区。（如图3-4、图3-5）3、超前缺口：采面刮板输送机机头使有双电机及减速机占空间较宽，支架操作达不到空间条件，

12、因此采面机头煤壁（机巷上帮煤壁）向上距离10m区间分别采用4.0m、2.4m长型钢梁配合DZ-25型单体柱架走向对棚进行支护顶板, 棚距600mm，每对棚主副梁（机巷端为主梁，风巷端为副梁）间距20mm。4.0m长型钢梁采用四排柱支护顶板。即每对棚8根支柱(主梁四根，副梁四根)，主、副梁两端各打一单体柱，主副梁紧靠输送机机头煤墙侧各打一单体柱，主副梁紧靠输送机机头老塘侧各打一柱。2.4m长型钢梁采用三排柱支护顶板。即每对棚5根支柱(主梁三根，副梁两根)，主、副梁两端各打一单体柱，主梁紧靠输送机槽子帮老空侧打一单体柱。（五）端头支护（如图3-4）（1）工作面下端头替棚后用DZ-25（28）单体柱

13、配一对两根4.0m型钢梁抬住机巷上帮替棚梁梁头迈步前移，迈步距为800mm；过机头时要保持两柱，过后及时补柱，保证大梁一梁三柱。大梁与机头第一对型梁的距离保持在200mm-300mm，两根大梁相距100mm（倾向）并排架设，单体柱初撑力不低于90KN，单体柱与型钢梁采用8#铁丝进行拴结，防止卸载倾倒伤人。（2）工作面上端头：当采面支架直接支护上端头位置时，在替棚梁下架设一对两根4.0m型梁配合DZ-25（28）单体柱支护，保证上端头顶板支护强度，具体要求同下端头支护。图3-4 工作面支架布置示意图图3-5 工作面控顶距示意图 32.4两巷超前支护1、两巷支护形式、设备及管线布置（如图3-6）2

14、、风、机两巷均采用HDJA-1000单销金属铰接梁配合DZ-25（28）型单体柱在工字钢梯形棚梁下均匀分布架设双排超前支护。风巷双排超前支护：上帮一排超前支护距上帮不大于700mm，下帮一排超前支护距上帮一排超前支护不小于700mm作为人行道，且距下帮不大于500mm。机巷双排超前支护：靠顺槽刮板输送机下帮打一排超前支护，另一排超前支护距顺槽刮板输送机下帮一排超前支护不小于700mm作为人行道，且距下帮不大于500mm。超前支护长度：风巷与机巷超前支护分别不少于20m。3、支护形式：采用梯型棚子支护的巷道原则上进行替棚，替棚长度从煤壁向外保持5-10m（替棚长度从煤壁开始5-10m），替棚前必

15、须在梯型棚子中间采用1802600mm圆木作梁配合DZ-25（28）单体柱作腿加套梯形支架，而后去掉梯型棚的支架梁腿，背严，背实顶板，回撤两架梯型支架后，继续用HDJA-1000金属铰接梁配合DZ-25（28）单体柱与原双排超前铰接梁分别进行连接。替棚后始终保持采用双排超前用HDJA-1000铰接顶梁配合DZ-25（28）单体柱支护。4、质量要求：（1）两巷超前支护长度自煤壁线以外符合上述支护要求，高度不低于1.8m，留有700mm以上的人行道，无浮矸和杂物堆积，对多余的物料和柱梁及时外移到指定位置码放整齐。图3-6 局部巷道断面示意图（2）支柱必须编号管理，两巷超前支护采用拉线打柱，其偏差不

16、超过100mm。柱阀朝走向，注液孔朝采空区，手提把朝推进方向。（3）单体柱打在金属铰接顶梁中间，当单体柱钻底量大于100mm必须穿柱鞋（长300mm宽200mm厚200mm）。初撑力不小于90KN，金属铰接顶梁必须全部联锁，严禁断开，顶梁与铁质棚子之间加垫木柱鞋以防滑。（4）圆木顶梁与顶板之间必须刹实背严。（5）单体柱必须采取两道防倒装置，单体柱与顶梁之间必须用铁丝拴结，另一道采用油丝绳和6#钢筋做成防倒绳在单体柱手提把的上方逐柱拴结，以防卸载倒柱伤人。（6）梯型棚支架若变形，必须重架设或增加梯形支架，增加支护强度。 3.2.5 采面支护质量标准1、液压支架支护质量标准（1）支架必须编号管理，

17、牌号清晰，不缺柱少柱；移架时必须拉线移架，确保支架成一直线，其直线偏差不超过50mm。（2）支架垂直于顶底板，歪斜小于5。（3）支架顶梁与顶板平行支设。（4）相邻支架间不准有明显错茬，支架不挤不咬，不歪不倒，相邻支架间隙40mm(+10mm)。（5）支架高度与采高相符，严禁空顶、超高使用，支架的支柱必须完好、不漏液、不卸载、无外观缺损；达不到此要求的同架支柱不超过2根。（6）支柱钻底大于100mm必须穿柱鞋，支柱迎山有力，初撑力达到要求。倾角大于150时，必须有防倒措施。 3.2.6顶板动态监测1、监测范围：采面控顶区，两巷超前支护区2、监控的重点：采面初采、末采撤面、工作面顶板初次垮落和初次

18、来压、上下安全出口、顶板破碎区、压力异常区、地质构造带。 3、监测方法：（1）采面悬移支架立柱安设KJ327-Z型无线矿山压力监测系统，用于监测支架的初撑力和工作阻力。采面机尾向下5m设一个监测点，机头型钢梁支护段设一个监测点，采面中间均匀设四条监测点。（2）两巷超前支护区监测：两巷超前支护区各均匀选5点，用阻力检测仪测压（即测压枪测压），量取单体柱的初撑力和工作阻力。（3）采面每周进行一次数据采集，两巷超前支护区每三日进行一次数据监测，采集数据后必须及时上报公司技术部进行数据整理分析，数据分析结果达不到规定要求时施工队必须及时采取措施进行整改。4、监测指标：（1）主要指标：初撑力、采高、端面

19、距，其中以初撑力为主。（2）其他指标：工作阻力、支架（立柱）工作状况、液压系统情况、控顶效果、动压区支护及地质构造情况。5、监测质量及要求：（1）施工队设一名专职（技术员）兼职（验收员）矿压监测员或负责本采面的日常具体工作，并公司调度室存有备案。（2）初次放顶期间，必须坚持支护质量与顶板动态监测，设专人负责。按监测规定，棵棵监测、班班监测。生产施工中必须对达不到规定初撑力的立柱或支柱，必须进行二次补液，并测定复升后的初撑力使之达到规定。监测中发现问题，及时通知当班初次放顶安全管理小组盯岗人员进行处理。（3）监控除对测线上支架（柱）进行监测外，特殊地段，如断层、顶板破碎区、压力异常区也要进行监控

20、，对初采及收尾时要对全采面进行监控。（4）监测员要认真负责填写监测记录，不准谎报数据，对测出的数据要记录清楚，升井后及时把原始监测数据表送公司技术部。进行分析以便掌握老顶周期来压规律，超前做好准备，减少事故。（5）兼职监测员负责现场动态支护质量与监测数据收集工作，每班由验收员监测一次，初撑力达不到规定要求时必须进行二次补液进行处理。（6）施工人员必须爱护监测仪器(测压枪)严禁随意拆卸、摔打、向仪器、仪表上直接冲水，测压枪用后必须及时交专人看管，不得随意拆卸。（7）其他按公司调度室要求填写或进行工作。 3.2.7采面所需支护材料及备用物料的位置、数量及管理方法1、支护材料 见表3-12、备用材料

21、数量 见表3-23、备用材料位置：风巷距采面位置不超过200m。4、备用物料的管理办法：（1）由风巷运料人员将备用物料在风巷指定位置分类码放整齐，挂牌管理，不能影响正常通风、行人。（2）各种备用物料被采面应急使用后，队要立即组织人员在地面将所缺物料迅速装车下井到采面风巷指定位置，码放整齐。（3）当备用物料影响生产需要外移时，风巷施工人员要及时外移备用材料，码放整齐并挂牌管理。附：支护材料表3-1序号名称规格数量1液压支架ZH1600/16/24ZL77架2单体支柱DZ-25120根DZ-2880根3型钢梁-400018根4铰接顶梁（单销）HDJA-1000100根5柱鞋200200300120

22、块附：备用材料表3-2序 号名 称规格（型号）mm数 量1单体支柱DZ-2550根DZ-28（110）各30根2圆木1802600100根3半圆木1/21802000200块4柱 鞋30020070300块5金属网网孔2020mm100卷6穿 楔50块第四章生产系统4.1采面运输系统 4.1.1工作面生产能力因为本采煤工作面初采时切眼85米，采高按2.0米算，每循环推进度0.8m，煤厚3.0m,采用跟底回采，回采率为95%，实体煤容重1.4t/m，采面煤层顶板较硬，强制放顶时需要时间，而且采面上端头倾角400，每天三班生产，循环方式为边采边准，则工作面每循环产量为：采煤工作面作正规循环，每循环

23、生产能力为： A=LVmrc =850.83.01.40.95=271t式中： L-工作面采长 85m V-工作面日进度2.4m m-煤厚 3.0m r-煤的容重 1.4t/m3; c-采煤工作面的回采率 95% 4.1.2运煤系统（如图4-1）爆破落煤工作面输送机机巷顺槽刮板输送机运煤下山皮带输送机12020机巷皮带输送机皮带运输大巷主立井地面。 4.1.3运料系统（如图4-1）1、机巷运料系统运料线路：副斜井井底车场-38石门-100水平轨道下山-100水平大巷三石门二1-12020采面辅助巷采煤工作面机巷。2、风巷运料系统运料线路：副斜井井底车场-38石门-100水平轨道下山一6煤上巷绕

24、巷二1-12020采面风巷。图4-1 采面生产系统示意图4.2通风系统 4.2.1通风系统路线（如图4-2）1、新鲜风流路线主井西翼运输大巷轨道下山联络巷轨道下山进风石门二1-21020机巷二1-21020采面。2、乏风风流路线二1-21020采面二1-21020风巷回风道西翼回风下山西翼总回风巷回风立井风机地面。 4.2.2工作面风量计算根据中国平煤神马集团2013年5月9日下发的中国平煤神马集团矿井风量计算方法（试行）的通知中的采煤工作面实际需要风量计算方法进行如下计算：1、按劳动气象条件计算：Q采= 6070%SV采k采高k采面长 = 6070%6.61.51.11.0 =457.38

25、m3/min式中:Q采 采煤工作面需风量,m3min；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，m2；S=S最大+S最小/2=（L最大H+ L最小H）/2=（3.42.0+2.62.0）/2=6.0m2图4-2 采面通风系统示意图S最大工作面最大控顶断面积，m2L最大工作面最大控顶距，3.4m；H工作面采高 2.0m；S最小工作面最小控顶断面积， m2L最小工作面最小控顶距，2.6m；V采 采煤工作面的风速，按采煤工作面风流的温度从表3-1 中选取，m/s； 本工作面取1.5 m/s。k采高 采煤工作面采高调整系数，取值见表3-2；本工作面取1.1。k采面长 采煤工

26、作面长度调整系数，取值见表3-3；本工作面取1.0。70% 有效通风断面系数；60 为单位换算产生的系数。表3-1 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/0C采煤工作面风速 V采（m/s）201.020231.01.523261.51.826281.82.528302.53.0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。表3-2 K采高采煤工作面采高调整系数采高（m）2.02.02.52.5以上或放顶煤系数(K采高)1.01.11.2表3-3 K采面长 回采工作面长度调整系数回采工作面长度（m）长度调整系数(K采面长)800.9801201.01201501

27、.11501801.21801.31.42、按照瓦斯涌出量计算：Q采 = 125q采KCH4(m3/min)=1251.181.2=177m3/min式中：Q采 回采工作面实际需风量，m3/min；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；按每天推进2.4m，qcg=q采TB/1440=3.524579/1440=1.42m3/min，其中：T日为日出煤量：TB=2.48821.37=579t/日。需风排绝对瓦斯涌出量为：1.42m3/min。KCH4 采面瓦斯涌出不均衡通风系数。取1.2125 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。3、按照二氧化碳涌出

28、量计算：Q采 = 67q采KCO2(m3/min)=671.671.2=134.3 m3/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，m3/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；67 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。4、按炸药量计算：Q采 10A10660m3/min式中：A 采煤工作面一次爆破所用的最大炸药量，6.0kg；10 每千克二、三级煤矿许用炸药需风量，m3/min。5、按工作人员数量验算Q采 4N 435140m3/min 式

29、中：N 采煤工作面同时工作的最多人数35人；4 每人需风量，m3/min。6、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HQ最小600.2570%2.62.054.6m3/min验算最大风量Q最大 604.0 S最大 S最大= 70% L最大H Q最大604.070%3.42.01142 m3/min因为Q最大Q采Q最小故符合规定4.3供电系统 4.3.1采面供电系统（如图4-3）图4-3 采面供电系统示意图序号设备名称设备型号电机功率台数电压等级1胶带输送机DTL-80037KW4660V2胶带输送机DTL65030KW3660V3刮板输送机SGB62

30、0/80T240KW1660V4刮板输送机SGB420/2230KW1660V5乳化泵BRW-80/3555KW2660V6调度绞车JD2525KW1660V7潜水泵4KW4660V8信号综保ZBZ4.04KW2660V工作面用电负荷统计表 根据采面构成情况和现场实际情况，具体负荷配电分配方案如下： 1、由中央变电所04#馈电下设一分馈电KBZ9-200提供2号线路电源，供电电压为660V，具体负荷：乳化泵2台，（一用一备）55KW、六部皮带37KW、顺槽刮板运输机80KW、切眼刮板运输机80KW、潜水泵4KW、JD-25绞车25KW，总功率为281KW。 2、由中央变电所10#馈电提供1号线

31、路电源，供电电压为660V，具体负荷：运输巷一部皮带237KW（一用一备）、二部皮带237KW（一用一备）、三部皮带37KW、四部皮带30KW、五部皮带30KW、信号综保4KW、2台4KW潜水泵、一台37KW潜水泵，总功率为187KW。 4.3.2、电缆的选择：根据电动机的正常工作负荷电流应等于或小于电缆允许持续电流的原则，来选择各电气设备的供电电缆。 2号线路： 1、低压总负荷为281KW，干线满载工作电流最大为Ig=0.65*281/1.732*0.66*0.85187A查表可知截面数70mm电缆允许长期载流量为210A，大于满载电流，符合要求。 2、乳化泵电源线 功率：55KW 工作电流

32、计算： Ig=55/1.732*0.66*0.8557A 选择截面16mm电缆即满足要求。 3、六部皮带电源线 功率：37KW 工作电流计算： Ig=37/1.732*0.66*0.8538A 选择截面16mm电缆即满足要求。 4、顺槽刮板运输机 功率：80KW 工作电流计算： Ig=80/1.732*0.66*0.8583A 选择截面25mm电缆即满足要求。 5、切眼刮板运输机 功率：80KW 工作电流计算： Ig=80/1.732*0.66*0.8583A 选择截面16mm电缆即满足要求。 6、潜水泵 功率：4KW 工作电流计算： Ig=4/1.732*0.66*0.854A 选择截面2.

33、5mm电缆即满足要求。 7、25绞车 功率：25KW 工作电流计算： Ig=25/1.732*0.66*0.8526A 选择截面4mm电缆即满足要求。 1号线路： 1、低压总负荷为187KW，干线满载工作电流最大为 Ig=0.65*187/1.732*0.66*0.85122A 查表可知截面数70mm电缆允许长期载流量为210A，大于满载电流，符合要求。 3、运输巷一部皮带 功率：37KW 工作电流计算： Ig=37/1.732*0.66*0.8539A 选择截面16mm电缆即满足要求。 4、运输巷二部、三部皮带、潜水泵功率均为37KW，选择16mm即可满足要求。 5、运输巷四部、五部皮带 功

34、率：30KW 工作电流计算： Ig=30/1.732*0.66*0.8531A 选择截面16mm电缆即满足要求。 4.3.3、整定计算： 2号线路： 1、分馈电整定 （1）Pmax=281KW，最大启动电流IQe=801.157=644A （2）过载整定：根据公式：IZ= IZ=Ie=1.15P =2811.15=323A取320A （3）短路整定：根据公式 IdIQe+KXIe=644+（28180）1.15=875A （4）校验：用最远点两相短路电流校验其灵敏度电缆70mm2实际长度为577m，折算系数为0.73，折算后长度为421.21m，经查表得I(2)d=1674A。依据公式K=16

35、74/875=1.91.5经效验整定符合要求。 2、QBZ-80开关（1）用途：乳化泵，负荷55KW（2）过载整定：根据公式：IZ =Ie=1.15P =551.15=63A 3、QBZ-80开关（1）用途：六部皮带，负荷37KW（2）过载整定：根据公式：IZ =Ie=1.15P =371.15=42.55A 4、QBZ-80开关（1）用途：25绞车，负荷25KW（2）过载整定：根据公式：IZ =Ie=1.15P =251.15=28.75A 5、QBZ-200开关（1）用途：顺槽刮板运输机，负荷80KW（2）过载整定：根据公式：IZ =Ie=1.15P =801.15=92 6、QBZ-20

36、0开关（1）用途：切眼刮板运输机，负荷80KW（2）过载整定：根据公式：IZ =Ie=1.15P =801.15=92A 1号线路： 1、总馈电整定（1）型号：KBZ-400Pmax=187KW，最大启动电流IQe=371.157=298A （2）过载整定：根据公式：IZ =Ie=1.15P =1871.15=215A（3）短路整定：根据公式 IdIQe+KXIe=298+（18737）1.15=470.5A（4）校验：用最远点两相短路电流校验其灵敏度电缆70mm2实际长度为460m，折算系数为0.73，折算后长度为335.8m，经查表得I(2)d=2028A。依据公式K=2028/470.5

37、=4.31.5经效验整定符合要求。 2、分馈电整定（1）型号：KBZ9-200Pmax=37KW，最大启动电流IQe=371.157=298A （2）过载整定：根据公式：IZ =Ie=1.15P =371.15=42.55A（3）短路整定：根据公式 IdIQe=298A（4）校验：用最远点两相短路电流校验其灵敏度电缆50mm2实际长度为40m，折算系数为1.06，折算后长度为42.4m，经查表得I(2)d=7509A。依据公式K=7509/298=251.5经效验整定符合要求。3、分馈电整定（1）型号：KBZ9-200Pmax=109KW，最大启动电流IQe=371.157=298A （2）过

38、载整定：根据公式：IZ =Ie=1.15P =1161.15=133.4A（3）短路整定：根据公式 IdIQe+KXIe=298+（10937）1.15=380.8A（4）校验：用最远点两相短路电流校验其灵敏度电缆70mm2实际长度为489m，折算系数为0.73，折算后长度为356.97m，经查表得I(2)d=1928A。依据公式K=1928/380.8=51.5经效验整定符合要求。 （5）剩余QBZ-80开关整定同1号线路中同等功率整定结果一样，此处不再重复计算。4.3.4供电要求1、井下供电必须做到“三无”、 “四有”、“两齐”、“三全”、“三坚持”。2、井下供电三大保护、照明信号、煤电钻

39、综合保护、局扇风电闭锁、电动机综合保护等，必须保持性能完好。3、继电保护整定，保险丝的选择必须合格，不允许甩掉任何设备的保护装置，严禁用铜、铁、铝丝代替保险丝。4、电缆必须按照煤矿安全规程规定进行吊挂，电缆连接严禁出现“鸡爪子、羊尾巴、明接头”及破损漏电现象。5、电气设备在安装验收时，必须按规程和防爆细则要求严格检查其防爆性能，保证其完好合格，并上架上板。4.4 供、排水系统 4.4.1供水系统（如图4-4）1、风、机巷均铺设54mm管径的供水管路2、风巷供水线路：地面副斜井-38大巷-100水平轨道下山一6煤绕巷二1-12020风巷通过风巷供水管路供给采面及风巷洒水、喷雾、灭尘系统等用水点，

40、乳化液压泵站由轨道下山供水管路供给。3、机巷供水线路：地面副井西翼运输大巷轨道下山联络巷轨道下山进风石门二1-12020采面辅助巷二1-12020采面机巷通过风巷供水管路供给采面及风巷洒水、喷雾、灭尘系统等用水点，乳化液压泵站由轨道下山供水管路供给。 4.4.2排水系统（如图4-4）1、根据风、机巷揭露情况，在掘进过程中只有机巷地板局部有渗水现象，在渗水点已做水仓，安设水泵及时排水，在回采过程中,巷道渗水不会造成积水，不会影响采煤。2、机巷排水路线：渗水点机巷辅助巷-100水平一6煤大巷水沟流入主井水仓由中央泵房排至地面。图4-4供排水系统图4.5液压系统 4.5.1泵站选型、数量本采面选用两

41、台RBW-80/35型乳化泵和一个泵箱，乳化液泵距工作面300m，采用高压供液管向采面供液，主供液管型号为KJR4-19*10，主回液管型号为KJR4-32*10。 4.5.2乳化液泵位置及路线: （如图4-5） 1、乳化液泵站置于-100一6煤上巷绕巷尾处，距工作面250m。 2、乳化液泵站 二112020风巷 二112020采面切眼。 4.5.3泵站管理及要求1、泵站位置应设置在顶板支护完好、断面大、通风良好的地点，泵站必须有清洁干净的水源。2、为了能够随时掌握乳化泵供液压力，因此泵、箱各安设一块压力表，压力达不到规定数值或发现漏液，及时调压或更换部件。3、泵站压力不低于30Mpa，非工作

42、人员严禁乱调安全阀。4、乳化液浓度配比35%，用糖量计检查配比；5、液压管路系统的直通连接、三通连接、枪的连接都必须用“U”型卡，严禁用铁丝代替“U”型卡。更换漏液管、枪时必须停泵或关闭阀门，待压力释放以后才可操作；6、正常情况下只准开一台泵，另一台泵备用，若有损坏及时修复；7、乳化液泵运转期间，经常检查电机、泵的工作情况及乳化液泵有无漏液、响声变化，随时注意监视泵箱水位、仪表的指针，发现异常及时停泵进行处理；8、每班必须检查曲轴部和油环内的油量；每日清洗一次过滤网；每周对泵箱冲刷一次，保持清洁卫生；9、本班工作结束后，乳化泵开关手把必须打到零位，并填写机械运转台帐。图4-5 采面液压系统布置示意图4.6 安全监测系统 4.6.1安全监测监控系统设计依据及简述1、安全监测系统使用常州三恒公司生产的KJ70N系统，该工作面生产施工中，生产供电电源为660V。依据平煤股份矿井安全监控系统及检测仪器使用管理实施细则要求，在二1-12020进风口安装1台监控分站、1台电源控制器（分别控制二1-12020采面机、风巷660V电源），在被控