8101综放作业规程201594修改.docx

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1、第一章 概 况- 2 -第一节 工作面位置及井上下关系- 2 -第二节 煤 层- 3 -第三节 煤层顶底板- 3 -第四节 地质构造- 5 -第五节 水文地质- 6 -第六节 影响回采的其他因素- 6 -第七节 储量及服务年限- 7 -第二章 采 煤 方 法- 8 -第一节 巷道布置- 8 -第二节 采煤工艺- 9 -第三节 设备配备- 13 -第三章 顶 板 管 理- 19 -第一节 支护设计- 19 -第二节 工作面顶板管理- 21 -第三节 运输、回风顺槽及安全出口的管理- 23 -第四节 矿 压 观 察- 25 -第四章 生 产 系 统- 26 -第一节 运 输- 26 -第二节 一通

2、三防与安全监控- 27 -第三节 供水、排水- 33 -第四节 供 电- 33 -第五节 照明系统- 34 -第六节 广播通讯- 34 -第七节 压风、供水施救系统- 34 -第八节 人员定位系统- 34 -第九节 紧急避险系统- 34 -第五章 劳动组织和主要技术经济指标- 34 -第一节 劳动组织- 34 -第二节 主要技术经济指标- 36 -第六章 煤质管理- 37 -第七章 安全技术措施- 38 -第一节 一般规定- 38 -第二节 顶板控制- 49 -第三节 防治水- 53 -第四节 一通三防安全监控- 53 -第五节 运 输- 56 -第六节 机电管理- 66 -第七节 其它- 7

3、9 -第八节 煤层注水- 83 -第九节 采空区注氮灭火- 85 -第十节 黄泥灌浆系统- 88 -第八章 避 灾- 90 -第九章 安全制度- 93 -第一章 概 况第一节 工作面位置及井上下关系表1-1 工作面位置及井上下关系煤层名称9# 采区名称一采区地面标高(m)13401320工作面标高(m)1163.09（顶）1127.22（顶）工作面名称9#层8101回采工作面水平名称1120地面的相对位置位于朔州市城区下团堡乡上磨石沟村西100500米之间的山坡、沟谷和耕地上。北部与平鲁党家沟煤矿、中煤西沙河煤矿相邻，东部与原上磨石煤矿接壤现已关闭，南部是中煤井田，西部为露头线。回采对地面设施

4、的影响本区地面为山坡沟壑地形，无重要建筑物，地表大部分为第四系松散层被黄土、植被覆盖。工作面中部有北西-南东方向的冲沟，沟宽约10-30米，常年无水，只在每年雨季出现季节性洪水，工作面切眼处有一近东西向切割较深的冲沟，平时无水，只在雨季有季节性洪水，对工作面回采存在安全隐患，雨季回采时一定要密切注意观测工作面顶板和后古塘出水情况；地面无村庄住宅及其它建筑设施。井下位置及与四邻关系8101工作面为9#层第一个综采工作面，西部为9#层三条盘区大巷；南部为F4正断层落差120-350米、北部为实体煤层尚未开采；西部为矿井工业广场保安煤柱。调查：本工作面同层没有开采破坏煤层区域，上部有原关闭上磨石沟煤

5、矿4#层采空区，层间距约35米左右，有三个刀柱采空区，工作面长50米，耙斗出煤，15米中对中开切眼，采8米留7米煤柱，开采时间2005年2006年之间。走向长度9#层8101工作面胶带运输顺槽：498m9#层8101工作面轨道运输顺槽：528倾斜长度9#层8101回采工作面切眼长度96m，推出9#层5101辅助巷95m后，切眼长度变为120m面积m252790m2第二节 煤 层表12煤层情况表煤层总厚（m）5.515.5m煤层结构（m）煤层倾角（平均）715简单较简单，含矸05层11稳定程度稳定 赋存于太原组顶部，煤层厚度5.515.5m，平均9.5m，属全区可采的稳定煤层。该煤层结构简单复杂

6、，含夹矸05层。第三节 煤层顶底板表13煤层顶底板情况表 煤 层 顶 底 板 情 况顶板名称岩石名称厚度(m)岩 性 特 征老 顶砂质泥岩4.10-22.40深灰、砂质泥岩、粉砂岩13.25直接顶中细粒砂岩、粉砂岩、煤14.64-19.7灰黄、灰白中细砂岩、深灰色粉砂岩，中间有0.6米的8#煤层17.17伪 顶炭质泥岩0-2.5深灰色炭质泥岩，0.10直接底砂质泥岩、粉砂岩、煤14.1-25.22灰黑色粉砂岩、砂质泥岩、10#煤层，厚度0.9米老 底煤4-5米11#煤层 煤层顶板直接顶岩性多为灰黄、灰白中细砂岩、深灰色粉砂岩、8#煤层，厚度17.17米，老顶为灰黄、灰白中细砂岩，深灰色粉砂岩。

7、厚度13.25米。工作面受F4担水沟大断层影响，顶板岩层的节理裂隙较为发育，回采时顶板管理困难，要求回采时做好顶板管理措施。 煤层底板为灰黑色粉砂岩、砂质泥岩、10#煤层。综合柱状图第四节 地质构造影响开采的主要地质构造为断层，其详细情况见表14。表14地质构造情况表构造位置走 向倾 角性质落 差对回采的影响程度F4断层东西7080正H=120350m有影响9#2101F1断层1607050正H=1m没有定影响9#2101F2断层1607050正H=1m有一定影响9#2101F3断层1707050正H=1m有一定影响9#2101F4断层1707050正H=1m有一定影响9#5101F1断层15

8、07050正H=1m有一定影响9#5101F2断层1507050正H=1m有一定影响9#5101F3断层1507050正H=1m有一定影响9#5101F4断层1407050正H=1m有一定影响9#5101F5断层507050正H=1m有一定影响9#5101F5断层1157050正H=1m有一定影响9#5101F6断层507050正H=1m有一定影响9#5101F7断层57050正H=1m有一定影响9#5101F8断层257050正H=1m有一定影响9#5101F9断层257050正H=1m有一定影响9#5101运输辅助F1断层557050正H=1m有一定影响9#5101运输辅助F2断层1157

9、050正H=1m有一定影响9#层轨道巷东西向70正H=3.0m有一定影响第五节 水文地质一、工作面涌水量正常涌水量：16.0m/h，最大涌水量：20 m/h。二、含水层含水层主要为9#煤层顶板的砂岩裂隙、孔隙水带，因其间有泥岩作为相对隔水层,不易接受上覆含水层越流和大气降水渗入，补给条件差。含水层一般为极弱富水程度。断层含水性，由于F4断层落差大，并且极可能破坏了地层结构，因此断层均具有一定的导水性，但富水性一般较小。在9#层8101回采工作面所揭露的断层均无水。根据地质报告资料，奥陶系石灰岩岩溶裂隙含水层，水位标高为1062m左右，9号煤层在担水沟断层以北高于奥灰水位，南部低于奥灰水位，本区

10、9号煤层在奥灰水位之上约40100m之间。虽然对本区影响不大，但还应严加防范。根据水文报告书回采工作面上部有古窑积水区根据煤矿防治水规定，坚持“有掘必探、有采必探、先探后掘、先探后采”的原则，同时做到“防、堵、疏、排、截”综合防治水措施。针对上部采空区积水进行了钻探工作，根据钻探情况来看上部积水量不大对回采工作没有较大影响。但在采掘过程中仍需严加防范，认真观察煤层淋水情况。生产过程中，一旦遇有地质构造或水文地质条件异常，一定要查明原因，以防含水层通过地质构造向矿井突水。第六节 影响回采的其他因素一、 影响回采的其他地质情况瓦斯属低瓦斯矿井，相对涌出量3.84 m/t，绝对涌出量0.16 m/m

11、inCO2相对涌出量7.68 m/t ，CO2绝对涌出量0.32 m/min煤尘爆炸指数煤尘有爆炸危险性30%煤的自燃倾向性本煤层有自燃发火倾向，等级级，自然发火期4-6 个月地 温地温正常地 压地压正常二、地质部门的建议1、井田内奥灰水水位1062m左右，巷道在1127.221163.09间，不存在带压开采。2、9#层8101回采面回采前组织地质、通风、安监、调度等部门进行周边矿井的采（古）空区积水积气情况的调查，在工作面对应上部有关闭的上磨石沟4#煤层采空区，工作面圈通后在2101巷道施工探放水孔，钻孔打通没有积水，但有火区，co浓度200ppm左右，钻孔封孔处设有阀门，可随时打开检测气体

12、情况。回采前做好防灭火措施，确保采区安全生产。3、顶板为灰白中细砂岩、砂质泥岩、粉砂岩，伪顶为深灰色炭质泥岩、砂质泥岩。应受F4断层影响，煤岩层小断层、节理、裂隙较为发育，顶板稳固性较差，回采过程中可能出现大的掉块或者漏顶现象，严重威胁井下生产人员的人身安全，在回采时，根据情况制定严密顶板防护管理措施。4、9号煤层总体瓦斯含量较低，但在回采时煤层暴露多后，将有可能因瓦斯压力减小而运移涌出，使工作面瓦斯浓度升高，影响工作人员的安全，回采当中应重视通风，预防瓦斯浓度升高。5、在施工时要考虑煤尘爆炸、自燃情况。避免给煤矿生产造成损失。6、在回采过程中，穿越地表沟谷河流段，要密切观察涌水量变化情况。7

13、、在回采时一定要密切注意顶板和工作面后古塘涌水变化情况，及时做好防范措施。8、在断层附近要引起高度重视，防止空顶时间长发生顶板冒落事故。9、9#层8101回采工作面四周加强水文地质及探放水工作，坚持“预测预报、有疑必探、先探后掘、有掘必探”的探放水原则。第七节 储量及服务年限9#层8101回采工作面切眼长度96m，推出9#层5101辅助巷95m后，切眼长度变为120m；9#层2101运输顺槽长度498m，9#层5101轨道顺槽长度433m、5101辅助联巷长度26m、5101辅助巷长度95m，可采走向长度398m。密度1.40t/m3。工业储量: Q地=(1204039695)9.51.4=7

14、64484 T可采储量：Q可=3031209.51.495969.51.4=604884 T设计可采出煤量Q =Q可-初采-末采损失-上、下端头损失-放煤损失-机采损失根据地质资料，9#层顶煤有0.5m夹矸1、初采7.5m、末采20不进行放煤的损失：（7.5966.21.4）（201206.21.4）=27081.6t2、上下端头损失：4.53036.21.4+3956.21.4=14309t3、放煤工艺损失（损失率按10%计算）：303（1204.5）6.210%1.495（963）6.210%1.4=38045t4、机采损失（损失率5%）：3031202.81.45%+95962.81.4

15、5%8914t工作面开采损失：27081.6+14309+38045+891488349.6t工作面可采出煤量：60488488349.6=516534.4t 服务年限： 工作面服务期=可采推进长度/月设计推进长度=398/75=5.3月=159天第二章 采 煤 方 法第一节 巷道布置一、 采区设计、采区巷道布置概括9#层8101工作面东部至断层，南部距F4断层煤柱为40米，西部距两顺槽回风绕道保留20米保护煤柱，北部距9#层8103轨道顺槽煤柱20米。9#层8101工作面胶带运输顺槽为进风、运煤顺槽，9#层8101轨道运输顺槽为回风、运料顺槽，可采走向长为398m，停采线位置距9#层8101

16、工作面轨道运输顺槽回风绕道口20m。二、工作面运输巷9#层8101胶带运输顺槽为进风运煤顺槽，长度498m，为机轨合一巷，布置皮带运输机、转载机，破碎机和设电气设备列车。巷内靠工作面一侧钉600mm轨距轨道，巷道为矩形断面，巷道断面规格宽高=4300mm3000mm，采用螺纹无纵筋锚杆、钢带和锚索联合支护，5排布置，排间距均为900mm，锚杆规格为20 mm2000mm,“W”钢带规格为4300mm275mm2.5mm。两排锚索支护，锚索规格17.8mm8000mm，锚索排距1600mm，间距2700mm。护帮锚杆采用20mm1800mm的塑钢锚杆。三、工作面回风巷9#层8101轨道运输顺槽为

17、运料和回风顺槽，长度为528m（5101辅助巷98m），5101辅助联巷26m，巷内钉600轨距轨道，巷道为矩形断面，巷道断面规格宽高=3500mm3200mm，螺纹钢锚杆、钢带和锚索联合支护，4排布置，排间距均为900mm，锚杆规格为20 mm2000mm,钢带规格为3500mm275mm2.5mm。三花布置锚索支护，锚索规格17.8mm8000mm，锚索距帮1600mm，间距3000m。护帮锚杆采用20mm1800mm的塑钢锚杆。四、工作面切眼 9#层8101切眼巷宽度为7500mm，高度3200mm。支护采用2排DZ-35单体液压支柱支护，间距2.5m；共9排树脂锚杆及4排锚索，锚杆排距

18、0.8m，间距0.8m，锚索排距2m，间距1.8m。附图1：工作面运输顺槽、轨道顺槽、采面切眼等巷布置图第二节 采煤工艺一、采煤工艺根据煤层赋存条件，本工作面采用单一走向长壁后退式综合机械化低位放顶煤采煤法，自然垮落法管理采空区顶板。每天中、夜班每班割三刀，一刀一放顶煤工艺，正常生产后工作面采用双向割煤，从头尾斜切进刀，往返一次割两刀。采煤机最大截深0.63m，考虑到放顶煤步距及顶煤回收率等因素，采用割“一采一放”顶煤工艺，根据设备的配套关系，确定循环进度为0.5m，每一刀将所有顶煤全部放完。工作面由切眼向盘区巷道推进，采到停采线。二、割煤方式 工作面正常采煤采用双向割煤工作方式，采高2.8m

19、，截深0.5m。采煤机在工作面头尾分别采用割三角煤斜切进刀方式，当采煤机将上一刀割通后，留20架支架停止追机作业，以防割前探梁；前滚筒下降割底煤，后滚筒上升割顶煤，退出距输送机机头30m之处停机；将退出段支架的输送机推前，再将退出段支架拉前，并与其他支架成一条直线，将采煤机前滚筒再次升起，后滚筒下降，采煤机向输送机头割煤；当割通后，将前滚筒下降割底煤，后滚筒上升割顶煤，采煤机开始由溜头向尾方向割煤；当采煤机割到尾时，斜切进刀方式与溜头相同。采煤机司机必须控制好采高。三、工艺顺序头部斜切进刀推前刮板运输机移架割三角煤采煤机向尾部割煤移架推前刮板运输机放顶煤拉后刮板输送机尾部斜切进刀推前刮板运输机

20、移架割三角煤采煤机向头部割煤移架推前运输机放顶煤拉后运输机以此循环。（过破碎段时，采取割刀-移架-出煤-推溜，追机作业）。四、采煤机割煤方式机组前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，依靠后滚筒旋转自动装煤，剩余的煤在推溜过程中由铲煤板自行装入前部刮板输送机。机尾端头斜切进刀1、机组割透尾端煤壁后，对调上、下滚筒，割掉该处的煤，然后沿溜子弯曲段，机组逐渐斜切进入煤壁，当机组两个滚筒截深全部达到0.5m，顺次拉架，推移前部溜。2、推移前部溜子机头，依次拉排头架，拉后部溜子机头，拉转载机。3、对调上、下滚筒，返刀割三角煤，机组割透煤壁后，对调上、下滚筒，割掉该处的煤，然后返空刀，顺次拉架。4、推移前部溜机头，

21、依次拉排头架，拉后部溜机头，拉转载机，至此，进刀完毕，之后，正常割煤。机头端头斜切进刀1、机组割透头端头煤壁后，对调上、下滚筒，割掉该处的煤，然后沿溜子弯曲段，机组逐渐斜切进入煤壁，当机组两个滚筒截深全部达到0.5m，顺次拉架，推移前部溜。2、推移前部溜机尾，依次拉排尾架，拉后部溜机尾。3、对调上、下滚筒，返刀割三角煤，机组割透煤壁后，对调上、下滚筒割掉该处的煤，然后返空刀，顺次拉架。4、推移前部溜机尾，依次拉排尾架，拉后部溜机尾，至此进刀完毕之后，正常割煤。拉架割煤后，距机组后滚筒4-6架进行拉架，操作方式为本架操作，顺序追机拉架，拉架步距为0.5 m。在拉排尾架时，由工作面侧依次向机尾侧拉

22、架。五、放顶煤放顶煤滞后于拉架35架，放顶煤前要先调整后部溜，使溜子处于有利于放煤的工作状态，排头、排尾过渡架不放顶煤。放顶煤靠自然垮落放煤，工作面采用割完一刀放完全部顶煤的作业方式，放煤的循环进度为0.5m。采用单轮、间隔、多口放煤的形式放顶煤，随机进行放煤顺序为，从头部、5、7支架的顺序进行放煤，见矸石后关闭放煤口，然后放双号支架上的煤，将顶煤全部放完。放煤时，放煤工可根据刮板输送机上的煤量适当控制放煤量，将支架放煤摆梁调整角度，顶煤就会自动流入后刮板输送机，在顶煤坚硬的情况下，采用两人或三人同时在相邻支架进行放顶煤工作，完成放煤作业后必须及时升紧支架。六、运煤工作面前输送机采用SGZ-7

23、64/400中双链刮板输送机，后输送机采用SGZ-830/630中双链刮板输送机，转载机采用SZZ830/250，皮带输送机采用DSJ-1000/800/160。七、推前部刮板输送机 采用支架推拉千斤顶推移工作面输送机，推移步距为0.5m，推移刮板输送机距采煤机1215m，推移输送机时最小弯曲度必须大于21m，弯曲度不得出现急弯子，以防出现断哑铃棒或溜槽错口，刮板输送机推移后，水平弯曲度不大于1，垂直弯曲度不大于3，推移方向为自下（上）而上（下）顺序进行。推溜时，必须保证工作面溜子能正常运行，严禁出现急弯，溜子弯曲段不小于10个支架，顶第一次机头，机尾时，机组斜切进刀；顶第二次机头，机尾时，机

24、组返空刀正常割煤。清煤前部溜子移过后，开始清理工作面前溜与支架底座之间，以及工作面架与架之间的浮煤，清理后的工作面2m范围内的浮煤厚度不超过30mm，后部溜子与支架底座间的浮煤在生产过程中不清理。八、拉后部刮板输送机 放完顶煤（每个循环第一次将前刮板输送机推移到位）后，拉后部刮板输送机，与推前刮板输送机相同，逐架将后刮板输送机拉回。拉后刮板输送机呈一条直线，不得出现急弯，减小后部刮板输送机的负荷，杜绝后部刮板输送机断链和卡链事故发生。九、循环产量及日产量 1、割煤时间确定及日循产量依据采煤机割煤、移架、推前刮板输送机、放顶煤、拉后刮板输送机等工序确定。(1)割煤时间确定本工作面采用两端头斜切进

25、刀法，双向割煤方式，追机及时移架，每循环的作业时间为：T1=t1+t2+t3t1为斜切进刀时间：t1=L1/V1 L1=35m， V1=1m/mint2为重刀割煤时间：t2=L2/V2 L2=120m， V2=2.0m/mint3为割三角煤时间：t3=L3/V3 L3=35m， V3=1m/min计算得t1=35min, t2=60min, t3=35min。故割煤的循环时间T1=35+60+35130min(2)放煤时间确定每循环放煤时间的长短，决定于顶煤厚度和冒放性、工作面长度、输送机的生产能力以及支架放煤口的通过能力，循环放煤时间按下式计算：T2h放bsnKf/KpQf6.51.50.5

26、2.590%761.2/（0.41000）2.50h150min式中：T2循环放煤时间，hH放顶煤厚度，6.5mb支架宽度，1.5ms循环放煤步距，0.5m顶煤和夹石的平均容重，2.5t/m3顶煤回收率，90n工作面放顶煤支架总数,76架Kf顶煤冒落性影响系数，对于顶煤冒落块度适中，流动性好的取Kf1；对于顶煤冒落块度大，需进行破碎的，取Kf1.2；对于容易形成自然冒落拱的顶煤，取Kf1.3。Kp工作面生产不均衡系数，Kp1,取Kp=0.4Qf放顶煤输送机小时输送能力，1000t/h循环时间=割煤时间+放煤时间T=T1+T2=130+150=280min。日循环数：割煤时间循环时间=循环数（2

27、4-8）602803.4（个）2、循环产量（1）回采前段95m，切眼长度为96m循环产量=（工作面煤壁长机采采高循环进度容重割煤回采率）+（放顶煤长度（放顶煤高度夹矸厚度）放煤步距容重放顶煤回采率）循环产量=（962.80.51.497%）*2（969）（6.70.5）0.51.475%）2= 182.5*2283.2*2=931.4t（2）推出9#层5101辅助巷95m后，切眼长度变为120m循环产量=（1202.80.51.497%）*2（12010.5）（6.70.5）0.51.475%）2= 228.1*2356.4*2=1169t3、回采前段95m，切眼长度为96m：日产量=循环产量

28、日循环数=931.4t3=2794.2t推出9#层5101辅助巷95m后，切眼长度变为120m 日产量=循环产量日循环数=1169t3=3507t附图2：采煤机进刀方式示意图第三节 设备配备1、采煤机技术参数型号：MG-300/700-WD 采高：1.8-3.7 滚筒直径：1600mm 总装机功率：700kw 牵引功率：2*40kw 截深：630mm 摇臂摆动中心距：6780mm牵引方式：机载交流变频调速摆线轮-销轨式牵引 牵引速度：弯摇臂形式 摇臂长度：2228.9mm 摇臂形式：弯摇臂形式2、支架名称型号初撑力（KN）工作阻力（KN）高度（mm）长*宽（mm）数量中间架ZF75005692

29、75002200350076过度架ZFSG68006800220035007端头架ZFSD-5600425056002200350023、前刮板输送机型号：SGZ-764-400 设计长度：124m 装机总功率：400kw 输送量：800t/h刮板链速：1.1m/s 电动机型号：YBSS-200 水冷 减速机：16JSKA-200传动比27.635:1 中部槽规格：1500*724*300mm 联接方式：哑铃销联接4、后刮板机型号：SGZ-830-630 设计长度：124m 装机总功率：630kw 输送量：1000t/h刮板链速：1.13m/s 电动机：YBSD-315/160-4/8 减速器

30、：JS315 传动比：1:33.16刮板链：30*108，1130KN 中部槽规格：1500*724*300mm5、顺槽桥式转载机型号：SZZ-830-250 输送量：1500t/h 长度：42m 刮板链速：1.48m/s爬坡角度：8度 电动机：YBSDS-250/125-4/8（抚顺）减速机：53JS减速比：24.225 中部槽规格（长*内宽*高）：1500*830*305mm6、破碎机型号：PCM-160 破碎能力：2000t 最大输入块度：800*800mm 破碎锤头冲击速度：20m/s排出粒度：300（250、200、150）mm 电动机：YBS-160 破碎锤头数：8个大/小皮带轮节

31、圆直径：1250/315mm V带规格：窄V带SPC-5600（8根）外形尺寸（长宽高）：3540*1948*1761mm7、顺槽伸缩皮带机型号：DSJ100/80/160 输送量：800t/h 输送宽带度：1000mm 胶带速度：2.5m/s贮藏胶带长度：100m 转载机最大行走距离：15m 与转载机搭接轨距：1360mm电动机：YBS160 减速机：JS160(DSP1080/1000) 液力偶合器：YOXD400涨紧绞车：JDSB55 收放胶带装置：JBJ4.28、乳化液泵型号：BRW-400/31.5 公称压力：31.5Mpa 曲轴转速：650r/min 柱塞直径：45mm柱塞行程：8

32、4mm 柱塞数目:5 电机功率:250kw 安全阀出厂调定压力:34.7-36.2Mpa泵组外形尺寸（长宽高）:3380*1235*1360mm 卸载阀出厂调定压力:31.5Mpa卸载阀恢复工作压力:是调节压力的75-85 配套乳化液箱:RX400/25综采工作面设备负荷统计 由于工作面设备功率都较大，供电距离较长，所以选择1140v电压供电较合理，且电压损失相对较低。9#8101工作面负荷统计（1-1）用电设备 名称设备 数量电动机型号额定功率kw额定电流A额定启动电流A额定功率因素电压等级v统计 功率双滚筒采煤机1YBC3-3007002*186+2*3118600.91140700前刮板

33、输送机2YBSS-2004002*1248690.841140400后刮板输送机2YBSD-315-4/86302*196 13690.841140630破碎机1YBS-160160996960.81140160转载机1YBSDS-250/125-4/825015510860.91140250乳化液泵站2YBK2-355-4250275.310860.91140500喷雾泵站2YBK2-255M-47586.34310.871140150皮带输送机1YBS160160996960.88660160 排水泵245522600.8566090调度绞车225291450.866050水泵111136

34、50.866011注水泵130351750.866030单速回柱绞车1185211050.866018.5双速回柱绞车137432150.866037合计2791.53186.5一、负荷分配 1140v电压供电由移动列车2台1600KVA移动变压器进行供电， 1#变压器负荷：破碎机（160kw）、转载机（250kw）、喷雾泵（2*75kw）、后刮板机（2*315kw）； 2#变压器负荷：前刮板机（2*400kw）、乳化液泵（2*250kw）、采煤机（700kw）二、根据负荷统计表，初步考虑选2台变压器并联运行，变压器容量和选择如下：查表的综采工作面平均功率因素0.85Kd=0.236+0.71

35、4=0.55Sca1=770KVASca2=1294KVASca2=257KVA 依据选定变压器容量STSca 故工作面选用2台1600KVA变压器和一台500KVA变压器符合使用要求。高低压电缆选择一、电缆长度选择1、 高压电缆选择 依据：=119A故选高压电缆MYPTJ-3*70载流量240A，电缆载流量符合使用要求。依据采区布置图可知：（1）巷道共计长700米 高压电缆选取长度：Lm=840米。（2） 高压选择由于高压电缆载流量119A，故初步选择200A高压电缆进行供电。（4） 电缆校验UL=46V500V 高压电缆压降小符合供电压降损失要求2、低压电缆选择低压依据规程要求必须使用屏蔽

36、橡套软电缆:依据供电图和设备布置图如下：(1)前刮板机开关至供电点距离：头刮板机输送机L=（100+15）*1.1=126.5米尾刮板输送机Lm3=（115+120）*1.1=260米前刮板机开关选取额定电流：Ie2=Ie3=124A 选取QJR-200开关符合使用要求。 依据额定电流124A,查表可选用MYP-3*50+1*16电缆3、乳化液泵支线电缆选择：（1）支线电缆由电缆车至工作面切眼副井安装，巷道长110米，故电缆Lm4=Lm5=100*1.1=110米Ie4=Ie5=150A 故选用400A软启动开关符合要求，查表可选用MYP-3*50+1*25电缆电压损耗计算：供电电压1200v

37、最大损耗Umax=UT2N-UPmin UPmin =1200-117=1083V刮板线路损耗：UL=23V变压器损耗：忽略变压器内阻UT= =20V故电压损耗：U=20+36=56V117V 符合使用要求同理：乳化液泵电压损耗：U=12+36Ie=113A Iopk=527A查表知：变压器短路电压百分比5% 负载损耗8400w 线路阻抗0.08/km高压线路长：840米 变电所电源容量S=UI（3）=*10.5*6.7=121.8MVA各元件电抗计算：电源电抗：XS=0.9110kv主电源线路电抗：Xl=1.15*0.08=0.09变压器阻抗：ZT=U%=0.05*=0.045 前刮板输送机

38、线路阻抗：X1=0.127*0.08=0.01 X2=0.260*0.08=0.02后刮板输送机线路阻抗：X7=0.28*0.08=0.02如图：K1点短路总阻抗Z=0.91+0.09=1 故：K1点短路电流I=6.623KA I=0.866*I=5736A高压开关灵敏度校验: KS=6.31.5 符合使用要求K2点短路总阻抗 Z=（1+0.045）*()=0.12故：K2点短路电流I=5773A I=0.866*I=5000A前刮板输送机开关校验：Ks=51.5 符合使用要求后刮板输送机开关校验：Ks=3.31.5 符合使用要求采煤机开关校验：Ks=1.91.5 符合使用要求附图3：工作面设

39、备布置示意图第三章 顶 板 管 理第一节 支护设计一、支护设备选型（一）合理的支护强度计算选取下面两项中最大值，即为工作面合理支护强度1、采用经验公式计算（1）综采放顶煤计算公式按现行较通用的岩石容重法公式1.68/(1.35-1)25914KN/m2式中：qz支架的动载支护强度，KN/m2；Kd动载系数，一般取1.52.0,取1.6；M一次采厚(平均9.5m，按85回收率计算)取8m；Kp冒落矸石碎胀系数，取1.35；顶板岩石平均容重，取25KN/m3P=qz(LK+LD)B914（0.3404.905）1.57190.9KN式中：P支架工作阻力，KN；LK梁端距，取0.340m；LD顶梁长

40、度，取4.905m；B支架宽度，取1.5m。根据断裂角确定放顶煤支架支护强度qz=k(1h1+2H)=1.5（146.7+259.47）=496KN/m2式中：H对支架有直接影响的岩层厚度(m)H=(L+h1/tan)tan（5.2456.7/tan70）tan609.47m；L有效控顶距(m)；取5.245mh1顶煤厚度(m)；取6.7m顶煤断裂角()；一般为70120,取70顶板断裂角()；一般为6065,取601顶煤的容重；取14kN/m32顶板岩石的容重；取25kN/m3qz支架的动载支护强度k动载备用系数，级以上老顶，一般取1.52.0,取1.5P=qz(Lk+LD)B/s496（0.3404.905）1.5/0.755203KN式中：P支架的工作阻力(KN)；Lk梁端距0.340m；LD顶梁长度4.905m；B支架中心距1.75m；s支架的支护效率75。2、通过以上计算8101工作面使用ZF7500/22/35M型支撑掩护式低位放顶煤液压支架能满足顶板控制的需要。（二） 工作面选用支架技术说明书如下：项目支架型号高度/m初撑力KN工作阻力