工作面綜采作業(yè)規(guī)程

概況工作面位置及井上下關(guān)系一、地面相對位置及鄰近采區(qū)開采狀況：工作面位于163采區(qū)中部，16304工作面采空區(qū)下部。17304工作面西距163軌道平巷約56米，東側(cè)為未開采實體，北部為井田邊界保護煤柱，與金達公司相鄰，我礦留有邊界煤柱20米，金達公司在邊界100米范疇內(nèi)17煤層無采掘活動，南至163采區(qū)運送上山。地面標高為+46.5m。地面相對位置及鄰近采區(qū)開采狀況表一水平名稱東翼二水平采區(qū)名稱163采區(qū)地面標高+46.5m井下標高-236.9m～-263.1m地面相對位置及建筑物位于卓莊村東南，武所屯村西，小黑河以北，距小黑河近來距離為220米。回采對地面設(shè)施影響地表為農(nóng)田,在回采過程中，地表會浮現(xiàn)緩慢下沉，最大下沉量約0.5m。井下位置及鄰近關(guān)系工作面位于163采區(qū)中部，16304工作面采空區(qū)下部。17304工作面西距163軌道平巷約56米，東側(cè)為未開采實體，北部為井田邊界保護煤柱，與金達公司相鄰，我礦留有邊界煤柱20米，金達公司在邊界100米范疇內(nèi)17煤層無采掘活動，南至163采區(qū)運送上山。走向長度(m)870傾斜長度(m)140面積(㎡)120606第二節(jié)煤層特性煤層特性表表二煤層厚度0.62～0.90m0.73m煤層構(gòu)造簡樸煤層傾角1.0～9.0°4.0°開采煤層17層煤煤種氣肥煤穩(wěn)定限度較穩(wěn)定煤層煤層狀況描述17層煤賦存較穩(wěn)定，煤層厚度0.62～0.90m，平均厚度0.73m。該工作面范疇內(nèi)煤層走向由SE～NW，傾向SW，傾角1°～9°，平均傾角4.0°左右。該煤層為氣肥煤，黑色性脆，具玻璃光澤，以亮煤為主，夾暗煤條帶，普氏硬度f=2。第三節(jié)煤層頂?shù)装屙數(shù)装鍘r性特性表表三頂、底板名稱巖石名稱厚度（m）特性基本頂砂質(zhì)泥巖7.48深灰色，其上部為砂泥巖，中部為厚層狀細砂巖，下部為泥巖，構(gòu)造致密；普氏硬度f=3。直接頂十一灰0.69深灰色隱晶質(zhì)構(gòu)造致密具縫合線構(gòu)造，有時缺失，裂隙發(fā)育，充填方解石脈；普氏硬度f=5。直接底細砂巖7.39灰色，上部為砂泥巖,下部為厚層狀粉砂巖，夾泥質(zhì)條紋，近水平層理；普氏硬度f=4。附圖一：工作面頂?shù)装寰C合柱狀圖第四節(jié)地質(zhì)構(gòu)造一、斷層狀況以及對回采影響：在掘進過程中，共揭露落差不不大于等于煤層厚度斷層有7條，落差不大于煤層厚度斷層有39條。落差不不大于等于煤層厚度斷層有7條，編號為F-2、F-3、F-6、F-23、F-30、F-35、F-44。落差不大于煤層厚度斷層39條，編號為F-1、F-4、F-5、F-7、F-8、F-9、F-10、F-11、F-12、F-13、F-14、F-15、F-16、F-17、F-18、F-19、F-20、F-21、F-22、F-24、F-25、F-26、F-27、F-28、F-29、F-31、F-32、F-33、F-34、F-36、F-37、F-38、F-39、F-40、F-41、F-42、F-43、F-45、F-46。斷層產(chǎn)狀及對回采影響見表四。斷層情況表表四斷層名稱傾向傾角走向性質(zhì)落差(m)對回采影響F-2325°36°235°逆斷層14.0很大F-312°57°102°正斷層1.6很大F-6344°62°254°正斷層2.9很大F-23195°50°285°正斷層1.3很大F-30179°59°269°正斷層1.2很大F-35158°48°248°正斷層0.8很大F-44358°27°268°逆斷層1.1很大F-1197°36°287°正斷層0.5較小F-4186°72°96°正斷層0.5較小F-5327°48°237°正斷層0.4較小F-7197°28°287°正斷層0.3較小F-812°38°102°正斷層0.2較小F-9329°36°239°正斷層0.7較小F-10348°60°258°正斷層0.5較小F-11150°68°60°正斷層0.3較小F-12149°65°239°正斷層0.15較小F-13219°63°129°正斷層0.2較小F-14132°41°222°正斷層0.4較小F-15335°68°245°正斷層0.2較小F-16343°61°253°正斷層0.1較小F-17145°50°235°正斷層0.3較小F-18310°64°220°正斷層0.3較小F-19173°65°83°正斷層0.4較小F-20145°82°235°正斷層0.2較小F-21158°65°248°正斷層0.2較小F-22156°66°246°正斷層0.1較小F-24158°57°248°正斷層0.5較小F-25174°46°264°正斷層0.4較小F-26173°53°263°正斷層0.7較小F-271°59°91°正斷層0.3較小F-28163°54°253°正斷層0.3較小F-29352°48°262°正斷層0.5較小F-31161°53°251°正斷層0.3較小F-32167°50°257°正斷層0.15較小F-33165°57°255°正斷層0.2較小F-34160°66°250°正斷層0.4較小F-36160°73°250°正斷層0.3較小F-37155°63°245°逆斷層0.7較小F-38330°40°240°正斷層0.33較小F-39325°40°235°正斷層0.3較小F-40101°54°191°正斷層0.2較小F-41142°69°232°正斷層0.6較小F-42318°72°228°正斷層0.3較小F-43177°83°267°逆斷層0.3較小F-45310°30°220°逆斷層0.2較小F-46340°65°250°正斷層0.3較小褶曲狀況以及對回采影響工作面有一背斜，在背斜軸部對回采有一定影響。三、其他因素對回采影響（陷落柱、火成巖等）在掘進過程中沒有發(fā)現(xiàn)陷落柱及火成巖影響。通過對煤層做地質(zhì)CT分析以及上部16煤16304工作面回采實際狀況，推斷無陷落柱、火成巖影響。附圖二：工作面位置和巷道布置示意圖第五節(jié)水文地質(zhì)一、涌水量預(yù)測正常涌水量：3.0m3/h預(yù)測最大涌水量：20m3/h二、水文狀況1、煤層頂、底板狀況分析：17煤自身、頂板十一灰和底板細砂巖不含水，充水水源重要為上部16煤采空區(qū)局部低洼處積水。17304工作面回采時，在工作面推采至16煤采空區(qū)低洼處遇導(dǎo)水?dāng)鄬雍土严稌r頂板會有滴、淋水現(xiàn)象，預(yù)測正常涌水量3.0m3/h，最大涌水量20m3/h。同步在工作面俯采段時要謹防采空區(qū)冒落后會導(dǎo)致上部采空區(qū)低洼處積水潰入工作面。2、下部含水層（十二、十四及奧灰水）狀況分析：依照16301材料道與163運送石門聯(lián)結(jié)通道3個鉆孔實際觀測成果，十二灰、十四灰及奧灰水位分別為-189.7m、-172.5m、-169.5m，17304工作面最低標高-263.1m，則隔水層底板所承受最大水壓分別為0.73×106Pa、0.91×106Pa、0.94×106Pa。據(jù)安全隔水層厚度計算公式公式t=計算得：t1=12.7m、t2=14.1m、t3=14.4m式中：t--安全底板隔水層厚度m；L--工作面最大控頂距4.623m；r--隔水層底板巖石平均重度2500kg/m3；kp--隔水層底板巖石得抗壓強度4.61×104Pa；P--隔水層底板承受水頭壓力0.73×106Pa、0.91×106Pa、0.94×106Pa。采礦對煤層底板破壞深度取7m，則臨界安全隔水層厚度應(yīng)為19.7m、21.1m、21.4m。十二、十四及奧灰水到17層煤間距分別為24.2米、32米、58.8米，由此可見，正常狀況下，該工作面不受十二、十四及奧灰水威脅。依照礦井所做《17煤層承壓水上開采可行性及方案設(shè)計研究報告》得出17煤層斷層附近奧灰最大突水系數(shù)為0.053MPa/m，17煤層底板斷層附近十二灰最大突水系數(shù)為0.23MPa/m。故以為17煤層開采不會受到奧灰水、十二灰水威脅。3、上部采空區(qū)積水區(qū)狀況分析：（1）123采區(qū)積水區(qū)積水量為71001m3，最高水位為-250.0m，17304工作面最低標高-263.1m。下14煤回采時，采礦對煤層底板破壞深度取7m，保護層取10m，則防水安全煤巖柱厚度40.2m，14煤到16煤層間距為47.2米，上部12下煤、14煤采空區(qū)近來距該工作面618米且回采導(dǎo)致兩帶高度不大于14、16煤層間距。可見，本工作面回采不受上部12、14煤采空區(qū)積水影響。（2）163積水區(qū)積水最高水位-270m，17304工作面最低標高-263.1m,可見，本工作面回采不受163采空區(qū)積水影響。第六節(jié)影響回采其他因素一、影響回采其他地質(zhì)狀況瓦斯瓦斯礦井，相對涌出量為1.06m3/t，絕對涌出量為0.13m3/min。CO2低CO2礦井，相對涌出量為2.35m3/t，絕對涌出量為0.29m3/min。煤塵爆炸指數(shù)煤塵具備爆炸危險性，指數(shù)為48.60%。煤自燃傾向性自燃煤層。地溫危害礦區(qū)恒溫層底界面埋藏在31m左右，歷年地表平均溫度16.16℃，區(qū)域平均地?zé)崽荻葹槊堪倜?.37℃，工作面開采最深點為300米（-263.1米）為23.27℃，為地溫正常區(qū)，工作面不受地溫危害。二、沖擊地壓和應(yīng)力集中區(qū)依照我礦及周邊礦井采掘經(jīng)驗，工作面無沖擊地壓影響。在工作面揭露斷層F2附近及背斜軸部存在應(yīng)力集中區(qū)。三、鉆孔對回采影響在工作面回采范疇內(nèi)有103號封閉基本合格鉆孔。16304工作面已推采過該鉆孔，沒有發(fā)現(xiàn)鉆孔水。由此推斷，該鉆孔對工作面無影響。第七節(jié)儲量及服務(wù)年限一、儲量工業(yè)儲量：111814t?？刹蓛α浚?08459t，本工作面回采率參照值為97％。二、采煤工作面服務(wù)年限工作面服務(wù)年限=可采推動長度÷（設(shè)計月推動長度×正規(guī)循環(huán)率）=870÷（108×90%）=9.0月第二章采煤辦法第一節(jié)巷道布置一、采區(qū)設(shè)計、采區(qū)巷道布置概況163采區(qū)是趙坡煤礦5月25日設(shè)計，棗莊煤炭工業(yè)局于12月20日以棗煤字[]128號文批復(fù)，并投入生產(chǎn)。采區(qū)設(shè)采區(qū)運送上山、采區(qū)軌道上山、采區(qū)專用回風(fēng)巷各一條，沿煤層掘進，起伏激烈時破頂以保證軌道及輸送機合理坡度。其中采區(qū)軌道上山沿16煤層頂板布置，作為進風(fēng)巷；采區(qū)專用回風(fēng)巷沿17煤層頂板布置，作為回風(fēng)巷。二、工作面材料道17304工作面布置有材料道1條，總長度852m，矩形斷面,凈寬2.8m，凈高2.1m(S凈=5.88m2)。當(dāng)巷道頂板為十一層石灰?guī)r，厚度不不大于0.8m且完整時，巷道頂板裸體支護；當(dāng)巷道頂板為十一層石灰?guī)r，厚度不大于0.8m且完整時，巷道頂板采用錨桿支護作為永久支護，巷道頂板錨桿間、排距1000mm×1000mm；當(dāng)巷道頂板破碎時，采用掛鋼筋梯子梁錨網(wǎng)支護作為永久支護，錨桿間、排距800mm×1000mm。巷道兩幫采用掛鋼帶錨網(wǎng)支護作為永久支護，巷道兩幫錨桿間、排距1200mm×1000mm。該巷道重要用于該工作面進風(fēng)、運料、行人。該巷道內(nèi)“三線”布置狀況：巷道內(nèi)布置有φ50mm防塵兼消防管路、通信電纜和壓風(fēng)管路各一路。此外巷道內(nèi)還布置有供電電纜、通訊電纜、高壓供液管路、噴霧泵站、液壓泵站和調(diào)度絞車等。該巷道內(nèi)防塵兼消防管路每100m安設(shè)一種支管和閥門,壓風(fēng)管路采用φ75mm鋼管。三、工作面運送巷17304工作面布置有運送巷1條，總長度917.8m，采用矩形斷面，凈寬2.8m，凈高2.1m(S凈=5.88m2)。當(dāng)巷道頂板為十一層石灰?guī)r，厚度不不大于0.8m且完整時，巷道頂板裸體支護；當(dāng)巷道頂板為十一層石灰?guī)r，厚度不大于0.8m且完整時，巷道頂板采用錨桿支護作為永久支護，巷道頂板錨桿間、排距1000mm×1000mm；當(dāng)巷道頂板破碎時，采用掛鋼筋梯子梁錨網(wǎng)支護作為永久支護，錨桿間、排距800mm×1000mm。巷道兩幫采用掛鋼帶錨網(wǎng)支護作為永久支護，巷道兩幫錨桿間、排距1200mm×1000mm。該巷道重要用于該工作面回風(fēng)、運煤、行人。巷道內(nèi)“三線”布置狀況：巷道內(nèi)布置有φ50mm防塵兼消防管路、通信電纜和壓風(fēng)管路各一路。此外巷道內(nèi)還布置有供電電纜、通訊電纜、膠帶輸送機和刮板輸送機等。該巷道內(nèi)防塵兼消防管路每隔50m安設(shè)一種支管和閥門，壓風(fēng)管路采用φ75mm鋼管。四、采煤工作面切眼17304工作面切眼位于17304材料道與17304運送巷之間，沿煤層頂板掘進。采用帶帽點柱支護。切眼長140m，矩形斷面，凈寬6m，凈高1.2m。五、17304配電點在17304材料道中車場處設(shè)立17304配電點，采用錨噴支護形式。第二節(jié)采煤工藝一、采煤工藝1、采煤辦法：走向長壁后退式采煤法，緩慢下沉法管理頂板。2、循環(huán)進尺煤層厚度平均0.73m，煤機采高范疇0.85～1.68m，支架高度0.65～1.3m，煤機滾筒截深為0.63m，擬定循環(huán)進尺為0.6m，采高1.00m，臥底量平均為0.27m。3、回采工藝雙滾筒采煤機雙向割煤，螺旋滾筒配合刮板輸送機鏟煤板裝煤，刮板輸送機運煤；液壓支架支護頂板，緩慢下沉法管理頂板，為綜采采煤工藝。4、工序安排采煤機割第一刀煤→移架→推溜→采煤機割第二刀煤→移架→推溜→采煤機割第三刀煤→移架→煤層注水→推溜二、落煤辦法1、采煤機進刀方式采煤機進刀采用端頭斜切進刀方式，斜切進刀段長度為25～30m，進刀深度為0.6m。詳細操作如下：①采煤機向下（上）割透端頭煤壁后，緊隨采煤機后滾筒推移刮板運送機，使得刮板運送機彎曲段為15m以上，然后將兩個滾筒上下位置調(diào)換，向上（下）進刀，通過彎曲段至30m處，使得采煤機達到正常截割深度（即0.6m）后，推移刮板運送機至平直狀態(tài)。②將兩個滾筒上下位置調(diào)換向下（上）割三角煤至割透端頭煤壁。③割完三角煤后來，將兩個滾筒上下位置調(diào)換，采煤機空機返回。④采煤機進刀完畢后，進入正常割煤狀態(tài)。采煤機割透另一端頭煤壁后，重復(fù)上述循環(huán)。附圖三：工作面采煤機進刀示意圖2、采煤機正常切割。采煤機以平均牽引速度為3.8m/min速度向上（下）割煤，直至割透上（下）端頭煤壁。采煤機正常割煤采用前滾筒在下部、后滾筒在上部。3、移架移架操作順序為：降頂梁（150mm以內(nèi)）→移支架→升頂梁。移架時，以能使支架前移為宜，主頂梁下降150mm以內(nèi)，防止咬架或漏頂。移架步距為0.6m。移架后，支架要呈始終線，升架時，支架必要接實頂，要所有升緊，初撐力達到規(guī)定，移架滯后采煤機后滾筒不得超過15m，否則必要停機移架。液壓支架操作采用鄰架操作：即站在上一架支架內(nèi)操作下一架支架；鄰架操作時，被操作液壓支架頂梁下方禁止有人。4、推移刮板輸送機每次推移刮板輸送機步距為0.6m，刮板輸送機彎曲段長度不不大于15m，推移刮板輸送機后刮板輸送機應(yīng)保持一條直線。移架后要及時推移刮板輸送機，但割煤之前禁止提前推移刮板輸送機。三、煤層注水1、本工作面煤層厚度平均0.73m，煤機采高范疇0.85～1.68m，支架高度0.65～1.3m，煤機滾筒截深為0.63m，擬定循環(huán)進尺為0.6m，采高1.00m，采煤機臥底量平均為0.27m。每班采煤機割完第三刀煤、移液壓支架后，未推移刮板輸送機之前，在工作面煤壁側(cè)煤層與底板矸石結(jié)合處打眼注水，注水工作完畢后，推移刮板輸送機，結(jié)束一種循環(huán)作業(yè)。附圖四：工作面注水眼布置示意圖注水眼參數(shù)表表六項目單位底眼共計眼距mm5000注水眼總長度mm1800注水眼直徑mm42煤層傾角1～9°，平均4°注水眼角度水平角度垂直煤壁豎直角度沿煤層注水壓力MPa10打眼工具W-80型手持式乳化液鉆機W-80型手持式乳化液鉆機技術(shù)參數(shù)表七項目單位規(guī)定值工作介質(zhì)介質(zhì)類型乳化液3—5％馬達排量cm3/r50過濾精度μm100工作壓力范疇MPa15—35額定工作壓力MPa31.5額定轉(zhuǎn)矩N·m80額定轉(zhuǎn)度r/min370額定流量L/min18.5空載轉(zhuǎn)速r/min550最大工作壓力MPa35最大轉(zhuǎn)矩N·m160最大轉(zhuǎn)矩安全因素200噪聲（聲功率級）dBA≤90外形尺寸手柄寬度mm523操作手柄間距mm500整機厚度mm185整機高度mm299機重Kg9.8適應(yīng)鉆頭直徑mm42—89最大鉆孔深度m>20（鉆頭直徑φ42mm）>10（鉆頭直徑φ89mm）2、打眼時安全技術(shù)辦法：⑴打眼時，如工作面頂板破碎，則必要在煤幫側(cè)用單體液壓支柱架設(shè)帶帽點柱進行支護，點柱柱距為1.3±0.1m，單體液壓支柱初撐力不不大于90KN。注水工作結(jié)束后，應(yīng)將單體液壓支柱從煤幫側(cè)撤除。撤除單體液壓支柱時，操作人員要站在支護完整安全地點，遠距離操作，并且有專人觀頂。撤除單體液壓支柱期間，工作面刮板輸送機必要停電閉鎖。⑵人員在煤幫側(cè)打眼、煤層注水時，禁止推移刮板輸送機。打眼、注水過程中必要將工作面刮板輸送機、采煤機停電閉鎖。⑶W-80型手持式乳化液鉆機以乳化液液壓為動力，使用時最高工作壓力不得超過35MPa，本機裝有壓力限制裝置，在使用過程中不得隨意調(diào)節(jié)工作壓力值。⑷鉆機使用時，應(yīng)在距液壓鉆機回轉(zhuǎn)機構(gòu)進液管路3m以內(nèi)加裝截止閥，并保證鉆機工作壓力不超過鉆機最大工作壓力。⑸鉆機停機時，應(yīng)可靠地關(guān)閉進液閥門，防止回轉(zhuǎn)機構(gòu)自動啟動而發(fā)生意外。⑹鉆機長時間停用時，應(yīng)放空馬達與其他液壓元件內(nèi)乳化液并涂滿礦物質(zhì)油后放置保存。⑺高壓膠管應(yīng)具備產(chǎn)品合格證，礦用產(chǎn)品安全標志證書。液壓膠管與鉆機連接應(yīng)牢固、可靠，嚴防接頭突然松脫或爆裂而發(fā)生意外。⑻鉆機在鉆進作業(yè)過程中，操作人員應(yīng)時刻注意觀測頂板及煤幫安全狀況，敲幫問頂，將刮板輸送機及采煤機停電閉鎖。⑼操作人員在工作中應(yīng)精力集中，鉆進過程中禁止手扶鉆桿。⑽對鉆機進行拆卸維修時，應(yīng)在油泵停機并使液壓元件泄壓后進行。⑾結(jié)束鉆進作業(yè)后，應(yīng)關(guān)閉鉆機進液側(cè)截止閥，并再次啟動鉆機以釋放鉆機及接頭中壓力，然后將高壓膠管從鉆機上拆下。⑿要時刻保持鉆機與高壓膠管連接處清潔，防止粉塵和臟物進入鉆機內(nèi)部。⒀定期對鉆機進行維修，鉆機在工作200小時后，應(yīng)將鉆機交由專業(yè)維修機構(gòu)進行維修。⒁供應(yīng)液壓鉆機高壓液體運動路線：乳化液泵站→φ25高壓膠管→φ25變10異徑三通→φ10高壓膠管→液壓鉆機→φ10高壓膠管→φ35變10異徑三通→φ35高壓膠管→乳化液泵站⒂進液和回液管路與鉆機連接必要對的：φ10高壓膠管進液與鉆機“P”接口連接，φ10高壓膠管回液與鉆機“T”接口連接。=16\*GB2⒃鉆機供液管路必要懸掛整潔，不得隨意亂放，供液管路橫跨刮板輸送機時，在距其上方0.5m以上懸掛牢固。=17\*GB2⒄打眼時至少2人1組進行操作，1人在鉆機一側(cè)領(lǐng)釬定眼，1人在另一側(cè)緊握鉆機手把。=18\*GB2⒅檢修鉆機、高壓供液管路和更換供液管路時，必要可靠關(guān)閉截止閥，禁止帶壓作業(yè)。四、采煤工作面正規(guī)循環(huán)生產(chǎn)能力工作面每天割6刀煤，每刀進尺0.6m，回采率97%，由于平均煤厚為0.73m，正規(guī)循環(huán)率90%,17煤容重為1.27t/m3，工作面平均長度140m；則日割煤量140×0.73×0.6×6×1.27×0.97=453t月產(chǎn)量=453×30×90%=12231t第三節(jié)設(shè)備配備一、采煤機（型號：MG180/420-BWD電牽引薄煤層采煤機）1、采高：0.85—1.68m2、機面高度:664mm3、適應(yīng)傾角：≤35°4、適應(yīng)煤矸硬度：f≤45、過煤高度：311mm6、臥底量：69mm7、滾筒直徑：800mm8、滾筒寬度：730mm9、滾筒截深：630mm10、滾筒轉(zhuǎn)速：57.7r/min11、搖臂擺角(°)：上擺14°、下擺8.3°12、搖臂回轉(zhuǎn)中心距(mm)：394013、搖臂水平時滾筒中心最大中心距(mm)：8216.814、供電電壓：1140V15、供電方式：單電纜供電16、牽引方式：機載式交流變頻調(diào)速、擺線輪銷排式無鏈牽引，牽引力不不大于400KN17、最大牽引力(KN)：405.4618、牽引速度：0-7.6m/min19、除塵辦法：內(nèi)、外噴霧20、裝機功率（KW）：2×180+2×3021、生產(chǎn)能力：560t/h22、調(diào)高泵額定排量(ml/r)：12.623、最大不可拆卸部件重量(Kg)：594324、最大不可拆卸部件尺寸（mm）：4180×1127×500(長×寬×高)25、配套輸送機：SGZ630/26426、配套液壓支架：ZY2800/6.5/1327、整機重量（t）：24二、液壓支架（型號：ZY2800/6.5/13兩柱掩護式）1、額定供液壓力：31.5MPa2、高度：最低650mm；最高1300mm3、寬度：最小1430mm；最大1600mm4、額定初撐力：2182KN（P=31.5MPa）5、額定工作阻力：2800KN（P=40.4MPa）6、底板前端最大比壓：≤2MPa7、支護強度：0.37-0.41MPa8、泵站壓力：31.5MPa9、合用煤層傾角：≤15°10、操縱方式：手動先導(dǎo)閥控制11、液壓支架重量：約7.2t12、液壓支架最大件尺寸不不不大于（mm）：4000×2500×1100。13、立柱型式：雙伸縮（2根）14、立柱缸徑：Φ210/Φ160mm15、立柱柱徑：Φ200/Φ130mm16、立柱初撐力：2182KN17、立柱工作阻力：2800KN18、推移千斤頂缸徑：Φ140mm19、推移千斤頂柱徑：Φ85mm20、推移千斤頂行程：700mm21、推溜力/拉架力：178/306KN22、平衡千斤頂缸徑/柱徑：Φ125/70mm23、平衡千斤推力/拉力：386/265KN24、平衡千斤工作阻力：495/339KN25、側(cè)推千斤頂型式：普通雙作用26、側(cè)推千斤頂缸徑/柱徑：Φ63/Φ45mm27、側(cè)推千斤頂行程：170mm28、側(cè)推千斤頂推力/拉力：98/48KN三、運送設(shè)備1、刮板運送機一部，其型號為：SGZ--630/264(雙中鏈)，其他技術(shù)參數(shù)為：1)電機功率：2×132KW2)運送能力:400t/h3)鏈速：1.07m/s4）中部槽規(guī)格（mm）：1500×630×2055）刮板鏈速（m/s）：1.046）刮板間距（mm）：11047）減速器型號：JX132減速器8）減速器速比：29.6479）減速器冷卻形式：水冷10）減速器冷卻水壓：≤3MPa11）減速器冷卻水量：≥1m3/h12)電動機型號:YBSD-65/132-8/4雙速電機（西北駿馬）13)電壓（V）:11402、轉(zhuǎn)載刮板輸送機一部，其型號：SGB-630/55S，設(shè)計長度120m，其他技術(shù)參數(shù)為：1)電機功率:2×55KW2)運送能力:150t/h3)鏈速:0.86m/S4)中間槽尺寸:1500×630×190mm3、可伸縮帶式輸送機一部，型號為SPJ-800，技術(shù)參數(shù)為：1)電機功率:2×40KW2)運送能力:400t/h3)帶寬:800mm4)帶速:2m/s附圖五：17304采煤工作面設(shè)備布置圖、運送系統(tǒng)圖第三章頂板管理第一節(jié)支護設(shè)計一、液壓支架支護強度驗算1、估算法擬定頂板荷載據(jù)公式式中：M-開采高度，取1.0m；γ-頂板巖石容重，取2.5t/m3；n-考慮周期來壓不均衡安全系數(shù)，取2.4；K-頂板巖石破碎系數(shù)，取1.3；α-煤層傾角4°P-支架單位面積上工作阻力，P=0.193MPa2、經(jīng)驗計算支護強度：經(jīng)驗計算支護強度：Pj＝K×h×r＝8×1.0×2.5×1000×9.8＝196000Pa＝0.196MPa式中：h-----采高，取1.0mr------巖石容重，取2.5t/m3K：工作面支柱應(yīng)支護上覆巖層厚度與采高之比，普通為4～8，該處取8。本工作面選用ZY2800/6.5/13掩護式液壓支架,支架支護強度Pmin=0.37MPa由計算成果知：支架支護強度Pmin>Pj，因而工作面支護強度滿足規(guī)定。3、支護設(shè)備選?。?7304綜采工作面選用ZY2800/6.5/13掩護式液壓支架,共89架。依照工作面條件與支架適應(yīng)條件對照表可以看出，選用ZY2800/6.5/13型支架，在滿足頂板管理支護強度需要同步，也能滿足底板比壓值規(guī)定。通過對比、驗算，證明選用ZY2800/6.5/13型支架能滿足規(guī)定。4、溜頭4m、溜尾2m范疇內(nèi)支護強度驗算溜頭4m、溜尾2m范疇內(nèi)采用HDJT-1200型金屬鉸接頂梁配合單體液壓支柱錯梁齊柱式進行支護，柱距0.65m，排距1.2m，支護強度驗算：①經(jīng)驗計算工作面支護強度P＝K×h×r＝8×1.0×2.5×1000×9.8＝196000Pa＝0.196MPah：采高1.0mr：頂板巖石容重（t/m3）,取2.5K：工作面支柱應(yīng)支護上覆巖層厚度與采高之比，普通為4～8，該處取8。②估算法擬定頂板荷載據(jù)公式式中：M-開采高度，取1.0m；γ-頂板巖石容重，取2.5t/m3；n-考慮周期來壓不均衡安全系數(shù)，取2.4；K-頂板巖石破碎系數(shù)，取1.3；α-煤層傾角4°P-支架單位面積上工作阻力，P=0.193MPa③擬定工作面支護強度：P＝0.196MPa5、支柱實際支撐能力計算Rt=Kg×Kz×Kb×Kh×Ka×R＝0.99×0.95×0.9×1.0×1.0×300=254KNKg、Kz、Kb、Kh、Ka見支柱阻力影響系數(shù)表，R支柱額定工作阻力，300kN。支柱阻力影響系數(shù)表表八項目液壓支柱微增阻支柱急增阻支柱木支柱工作系數(shù)kg0.990.910.50.5增阻系數(shù)kz0.950.850.70.7不均勻系數(shù)kb0.90.80.70.7采高系數(shù)kh＜1.4m1.5-2.2m1.5-2.2m＞2.2m1.00.950.950.9傾角系數(shù)ka＜10°11°-25°26°-45°＞45°1.00.950.90.856、溜頭、溜尾合理支護強度驗算：P=Rt/ab=254KN/1.2×0.65=0.326MPa＞0.197MPa通過計算，溜頭、溜尾支護強度可以滿足規(guī)定。工作面條件與支架適應(yīng)條件表九參數(shù)工作面條件支架適應(yīng)條件采高1.000.65-1.30m傾角1-9°0-15°煤厚0.73m0.65-1.30m煤硬度2.0最大4.0底板比壓39.2MPa1.05MPa支護強度0.20（MPa）0.32（MPa）二、乳化液泵站、噴霧泵站（一）泵站及管路選型、數(shù)量乳化泵選用BRW125/31.5型2臺，1臺工作，1臺備用，乳化液箱1臺；高壓輸液管路選用Φ25mm高壓膠管進液，Φ32mm高壓膠管回液，高壓管路額定壓力為35MPa。重要技術(shù)參數(shù)如下:乳化泵：BRW125/31.5公稱流量:125L/min工作壓力:31.5MPa柱塞直徑：40mm柱塞數(shù)：3個往復(fù)次數(shù)：560次/min電機功率:75KW水箱容積：1000L（二）泵站設(shè)立位置泵站安設(shè)在17304材料道中車場處。（三）泵站使用規(guī)定要保證泵站輸出壓力31.5MPa，乳化液濃度3%～5%。要加強液壓支架、泵站、管路維修,杜絕漏液現(xiàn)象。（三）噴霧泵站設(shè)立及使用規(guī)定1、噴霧泵站配備PB-320／6.3型噴霧泵1臺，SX-2500型水箱1臺，噴霧泵公稱流量為320L／min，公稱壓力為6.3Mpa，電機功率為37KW，水箱額定容積為2500L，水箱工作介質(zhì)為中性清水。2、噴霧泵用途之一是給采煤機提供符合壓力、流量規(guī)定防塵水；用途之二是在采煤機工作時給截割電機、牽引電機和泵箱通入冷卻水。其中防塵水總流量不得低于200L／min，冷卻水總流量不得低于50L／min。噴霧泵安設(shè)在乳化液泵站，以便集中管理。3、來自噴霧泵壓力水通過Φ19mm型高壓膠管與采煤機進水閥門相連接。4、要經(jīng)常檢查輸水管各連接口與否密合，不得有滲漏水現(xiàn)象。5、要定期清洗水閥內(nèi)過濾器，定期檢查每個噴嘴運營狀況，如有堵塞，及時疏通。6、采煤機開機前必要先通水，當(dāng)噴霧泵站停止供水時，應(yīng)及時停止采煤機運營。附圖六：工作面支護平面示意圖及剖面圖附圖七：工作面兩巷及超前支護示意圖第二節(jié)工作面頂板管理本工作面頂板管理采用緩慢下沉法管理頂板。工作面中配備89架ZY2800/6.5/13掩護式液壓支架,對工作面頂板進行支護。一、正常工作時期頂板支護方式采用追機移架方式對頂板進行及時支護。在采煤機割煤后，先移支架，再移運送機，即割煤→移架→移運送機。移架順序為：1、采煤機正常割煤時,滯后煤機后滾筒3～5架開始移架，但移架滯后采煤機后滾筒距離不得超過15m，防止空頂時間過長。2、工作面應(yīng)達到動態(tài)質(zhì)量原則化規(guī)定,保證“三直、一平、一凈、二暢通”質(zhì)量規(guī)定。即支架直、煤壁直、刮板輸送機直、刮板輸送機平、浮煤凈、上、下出口暢通。3、加強支架支護強度,保證支護質(zhì)量,液壓支架初撐力不低于1745.6KN（液壓支架壓力表顯示壓力不低于25.2MPa）。4、工作面浮現(xiàn)冒頂時，要及時用木料接頂，并支好支架。二、特殊時期頂板管理(一)來壓及停采前頂板管理:1、工作面頂板初次來壓前必要編制專門安全技術(shù)辦法。2、工作面頂板初次來壓和周期來壓期間,應(yīng)加強來壓預(yù)測預(yù)報工作。3、工作面所有液壓支架以及材料道、運送巷所有單體支柱必要達到初撐力,特別注意工作面中部支架初撐力及支架狀態(tài),及時采用辦法防止冒頂。4、加強上、下端頭頂板管理,要提高支護質(zhì)量,恰當(dāng)加大支護密度,由于本工作面在掘進時，兩巷頂板破碎較多，防止浮現(xiàn)端頭冒頂。5、工作面停采時要編制停采辦法,加強頂板管理。(二)過斷層及頂板破碎時頂板管理：1、當(dāng)工作面頂板浮現(xiàn)懸頂、掉矸、空頂、片幫、破碎、壓力大等嚴重狀況，必要加強支護，工作人員進入機道進行接頂和支護時，工作面采煤機、刮板輸送機要停電閉鎖，且工作地點上、下10架范疇內(nèi)關(guān)閉截止閥，并設(shè)專人觀測頂板和煤壁狀況，執(zhí)行好敲幫問頂制度，確認安全后方可工作，否則，禁止進入。2、工作面頂板條件差時，必要從頂板好區(qū)域逐漸向頂板差區(qū)域進行維護，禁止空頂作業(yè)。進行頂板維護時，一方面用長把工具找掉危巖懸矸，進行好暫時支護，確認安全后方可進行維護工作。進行頂板維護時，現(xiàn)場要有專人指揮，運料、遞料、維護人員分工明確，堅持“有人作業(yè)，有專人觀測頂板”原則，維護頂板時，應(yīng)先清理出維護人員在特殊應(yīng)急狀況下，可以及時撤離通道。3、進行維護工作時，工作地點15m范疇內(nèi)不得有與維護工作無關(guān)工作，統(tǒng)一標語，遞料、接頂維護等動作，要協(xié)調(diào)一致，需要動作液壓支架時，必要安排專人進行操作，且工作人員要閃開被動作液壓支架，躲入安全地點后，才可進行操作。4、保證頂板維護區(qū)域液壓支架、單體液壓支柱設(shè)備完好，液壓支架支撐狀態(tài)良好，不擠、不咬、不歪，達到初撐力；頂板維護時，接頂要嚴密。5、采煤機在頂板條件差區(qū)域割煤時，必要放慢割煤速度，當(dāng)浮現(xiàn)頂板漏頂時，必要停機移架，及時支護頂板；移架時，人員必要在安全地點進行操作。三、幾種特殊支護形式1、貼幫柱人員進入煤幫接頂、清理浮煤、維修采煤機、刮板輸送機時，必要在煤幫側(cè)用木帽配合單體液壓支柱架設(shè)貼幫柱，木帽長邊應(yīng)平行于煤壁或垂直于裂隙走向方向，貼幫柱必要架設(shè)牢固可靠，迎山有力，初撐力不得不大于90KN，貼幫柱柱距為1.3±0.1m。在煤幫側(cè)進行煤壁注水時，如工作面頂板破碎，要在打眼、注水地點煤幫側(cè)用木帽配合單體液壓支柱架設(shè)貼幫柱，木帽長邊應(yīng)平行于煤壁或垂直于裂隙走向方向，貼幫柱必要架設(shè)牢固可靠，迎山有力，初撐力不得不大于90KN，貼幫柱柱距為1.3±0.1m。2、對柱工作面上、下端頭切頂排金屬鉸接頂梁下要棵棵架設(shè)對柱，對柱柱距為0.65±0.1m,對柱架設(shè)必要牢固有力，初撐力不得低于90KN。3、兩巷超前支護規(guī)定兩巷超前支護使用兩排DW25-30/100或DW22-30/100單體液壓支柱與DJB-1200金屬鉸接頂梁、長2.5m工字鋼棚梁配套使用進行支護，超前支護距離為20米。五、端頭支護規(guī)定正常工作面生產(chǎn)期間工作面溜尾2m范疇內(nèi)、溜頭4m范疇內(nèi)不使用液壓支架進行支護，采用HDJT-1200型雙楔調(diào)角定位鉸接頂梁與單體支柱錯梁齊柱邁步式支護頂板。工作面端頭處生產(chǎn)工藝為：采煤機割第一刀煤→移溜→倒懸臂棚掛梁→倒懸臂頂梁下方支設(shè)暫時支柱→采煤機割第二刀煤→移溜→正懸臂棚掛梁→正懸臂梁下打正規(guī)支柱→倒懸臂棚改暫時柱為正規(guī)支柱→移設(shè)特殊支護→回柱放頂→采煤機割第三刀煤→移溜→倒懸臂棚掛梁→倒懸臂頂梁下方支設(shè)暫時支柱→采煤機割第四刀煤→移溜→正懸臂棚掛梁→正懸臂梁下打正規(guī)支柱→倒懸臂棚改暫時柱為正規(guī)支柱→移設(shè)特殊支護→回柱放頂→采煤機割第五刀煤→移溜→倒懸臂棚掛梁→倒懸臂頂梁下方支設(shè)暫時支柱→采煤機割第六刀煤→移溜→正懸臂棚掛梁→正懸臂梁下打正規(guī)支柱→倒懸臂棚改暫時柱為正規(guī)支柱→移設(shè)特殊支護→回柱放頂。第三節(jié)礦壓觀測一、礦壓觀測內(nèi)容17304綜采工作面礦壓觀測研究內(nèi)容重要有：支架阻力觀測、支架活柱縮量觀測、巷道圍巖變形觀測、巷道圍巖表面位移觀測、巷道端頭、超前支護范疇內(nèi)單體液壓支柱阻力觀測以及支護質(zhì)量動態(tài)監(jiān)測。依照觀測成果熟悉工作面頂板活動規(guī)律、來壓特性，工作面支架受力特點。超前支護壓力影響范疇和分布特點，頂板、煤層穩(wěn)定性，工作面支護質(zhì)量等進行定期分析，并進一步理解煤、巖體力學(xué)參數(shù)等基本數(shù)據(jù)。二、觀測辦法1、工作面礦壓觀測（1)支架阻力觀測在工作面上、中、下部均勻布置11條觀測線,采用HYY-60(AR)型礦用數(shù)字測壓儀觀測支架立柱工作阻力變化狀況。測線布置：基本支架11架,即分別布置在4#、12#、20#、28#、36#、44#、52#、60#、68#、76#、84#支架上。（2)記錄觀測沿工作面采煤機移動方向每隔8架作為一觀測剖面,礦壓部門每天(班)記錄一次端面頂板破碎及煤壁片幫狀況(涉及梁端距、片幫、冒高超過0.5m以上區(qū)域及頂板破碎狀況),同步記錄支架安全閥啟動量(率)和支架因頂板壓力損壞部件等。 三、支護質(zhì)量監(jiān)測每旬由礦壓監(jiān)測部門不定期對工作面和巷道支護質(zhì)量動態(tài)檢查兩次,對存在問題,由工區(qū)及時整治。監(jiān)測內(nèi)容重要涉及支架初撐力、煤壁片幫狀況、梁端距、采高及端面頂板冒落狀況、工作面上、下端頭單體液壓支柱初撐力、兩巷超前支護單體液壓支柱初撐力及支護質(zhì)量等。第四章生產(chǎn)系統(tǒng)第一節(jié)運送系統(tǒng)一、運送設(shè)備及運送方式1、運煤設(shè)備及裝、轉(zhuǎn)載方式采煤機前滾筒沿煤層底板割煤、后滾筒割頂煤，集中到刮板輸送機和膠帶輸送機上通過采區(qū)皮帶運出。2、輔助運送設(shè)備及運送方式工作面需用材料、設(shè)備等物資，采用1.0t礦車或平板車、JD-1.6絞車，通過163采區(qū)軌道石門、163采區(qū)軌道平巷、17304材料道運進工作面。二、移溜方式移架后及時推移刮板輸送機，推移刮板輸送機步距0.6m，刮板輸送機彎曲段長度不不大于15m，推移方向為自下（上）向上（下）。1、采煤機向下（上）端正常割煤、移架后，按照自上（下）而下（上）順序，依次推移刮板運送機至煤壁。2、在采煤機向上（下）斜切進刀切入煤壁規(guī)定截深后，將刮板運送機按自下（上）而上（下）順序推向煤壁,成一條直線。三、煤炭運送17304采煤工作面→17304運送巷→163采區(qū)運送上山→163采區(qū)煤倉→163采區(qū)運送石門→東翼運送石門→東翼運送下山→井底煤倉→主井→地面四、輔助運送系統(tǒng)路線：地面→副井→井底車場→東大巷→東翼軌道下山上車場→東翼軌道下山→東翼軌道石門→163采區(qū)軌道石門→163采區(qū)軌道平巷→17304材料道→17304工作面。第二節(jié)通防與監(jiān)控系統(tǒng)一、通風(fēng)系統(tǒng)（一）17304采煤工作面風(fēng)量計算（1）采煤工作面實際需要風(fēng)量，應(yīng)按工作面氣象條件、瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、風(fēng)速、人數(shù)和有害氣體產(chǎn)生量等規(guī)定分別進行計算，采用最大值。Q采=60×70%×v采×S采·k采高·k采長，m3/min式中：Q采—采煤工作面實際需要風(fēng)量，m3/min；v采—采煤工作面風(fēng)速，按采煤工作面進風(fēng)流溫度從下表中選用，取1.2m/s；S采—采煤工作面平均有效斷面積，按最大和最小控頂有效斷面平均值計算，取5.355m2；k采高—采煤工作面采高調(diào)節(jié)系數(shù)，取1.0，詳細取值見下表；k采長—采煤工作面長度調(diào)節(jié)系數(shù)，取1.1，詳細取值見下表；70%—有效通風(fēng)斷面系數(shù)；60—為單位換算產(chǎn)生系數(shù)。k采高—采煤工作面采高調(diào)節(jié)系數(shù)表十采高(m)＜2.02.0～2.5＞2.5及放頂煤面系數(shù)（k采高）1.01.11.2k采長—采煤工作面長度調(diào)節(jié)系數(shù)表十一采煤工作面長度(m)m長度風(fēng)量調(diào)節(jié)系數(shù)（k采長）kcl＜150.815～800.8～0.980～1201.0120～1501.1150～1801.2＞1801.30～1.40采煤工作面進風(fēng)流氣溫與相應(yīng)風(fēng)速表十二回采工作面空氣溫度（℃）采煤工作面風(fēng)速（m/s）＜201.020～231.0～1.523～261.5～1.826～281.8～2.528～302.5～3.017304采煤工作面控頂距、采高、有效斷面等參數(shù)如下表:工作面參數(shù)表表十三最大控頂距最小控頂距平均控頂距平均采高有效斷面工作面長度5.055m5.655m5.355m1.0m3.749m2140mQ采=60×70%×v采×S采×k采高×k采長=60×70%×1.2×5.355×1.0×1.1=296.881m3/min（2）按瓦斯涌出量計算Q采=100×q瓦采·K瓦采通m3/min式中：q瓦采—采煤工作面瓦斯絕對涌出量，0.13m3/min；K瓦采通—采煤工作面瓦斯涌出不均勻備用風(fēng)量系數(shù)，1.2—1.6，本面取1.6。100—按采煤工作面回風(fēng)流中瓦斯?jié)舛炔粦?yīng)超過1%換算系數(shù)。Q采=100×q瓦采·K瓦采通=100×0.13×1.6=20.8m3/min（3）按照二氧化碳涌出量計算Q采=67×q碳采·k碳采通，m3/min式中：q碳采—采煤工作面二氧化碳絕對涌出量，0.29m3/min；k碳采通—采煤工作面二氧化碳涌出不均勻備用風(fēng)量系數(shù)，1.2—1.6，本面取1.6；67—按采煤工作面回風(fēng)流中二氧化碳濃度不應(yīng)超過1.5%換算系數(shù)。Q采=67×q碳采·k碳采通=67×0.29×1.6=31.1m3/min（4）按人數(shù)計算實際需要風(fēng)量Q采≥4×N，m3/min式中：N—采煤工作面同步工作最多人數(shù)，26人。Q采≥4×N=4×26=104m3/min（5）按風(fēng)速進行驗算a)按最低風(fēng)速驗算Q采≥60×0.25×S采大=60×0.25×3.9585=59.3775m3/minS采大=L采大×h采高×70%=3.9585m2式中：S采大—采煤工作面最大控頂有效斷面積，3.9585m2；L采大—采煤工作面最大控頂距，5.655m；h采高—采煤工作面實際采高，1m；0.25—采煤工作面容許最小風(fēng)速，m/s；70%—有效通風(fēng)斷面系數(shù)。b)按最高風(fēng)速驗算Q采≤60×4.0×S采小=60×4.0×2.8161=849.24m3/minS采小=L采小×h采高×70%=5.055×1.0×0.7=3.5385m2式中：S采小—采煤工作面最小控頂有效斷面積，3.5385m2；L采小—采煤工作面最小控頂距，5.055m2；4.0—采煤工作面容許最大風(fēng)速，m/s。依照以上計算，17304采煤工作面需風(fēng)量取值為：Q采＝296.881m3/min(6)風(fēng)量擬定依照上述原則擬定17304工作面實際需要風(fēng)量為300m3/min。（二）通風(fēng)路線副井→井底車場→東大巷→東大巷上車場→東翼軌道下山→東翼軌道石門→163采區(qū)軌道石門→163采區(qū)軌道平巷→17304材料道→工作面→17304運送巷→163采區(qū)專用回風(fēng)巷→163采區(qū)運送石門→東翼運送石門→東翼運送下山→主井→地面附圖八：工作面通風(fēng)系統(tǒng)示意圖二、防治瓦斯1、瓦斯、二氧化碳檢查①工作面設(shè)瓦斯檢查員巡回檢查，每班至少檢查2次，間隔時間3～5h。②礦長、技術(shù)負責(zé)人、爆破工、通風(fēng)區(qū)隊長、區(qū)長、工程技術(shù)人員、班長、流動電鉗工、采煤機司機下井時，必要隨身攜帶便攜式甲烷檢測儀，隨時檢測工作地點瓦斯?jié)舛?。③采煤機必要設(shè)立機載式甲烷斷電儀，隨時監(jiān)測采煤機工作地點瓦斯?jié)舛?。④嚴格?zhí)行瓦斯巡回檢查制度、請示報告制度、交接班制度，發(fā)現(xiàn)問題及時進行解決。⑤瓦斯檢查記錄牌板應(yīng)設(shè)立在回風(fēng)巷中距工作面不得超過30ｍ附近，牌板填寫必要清晰、及時、認真。每次檢查成果要及時填寫到檢查地點檢查記錄牌板上，并告知現(xiàn)場工作人員。瓦斯?jié)舛瘸迺r，瓦斯檢查工有權(quán)責(zé)令現(xiàn)場工作人員停止工作，并撤到安全地點。2、瓦斯、二氧化碳檢查點設(shè)定及規(guī)定①電動機及其開關(guān)安設(shè)地點附近20m以內(nèi)風(fēng)流中瓦斯?jié)舛?，每班必要?jīng)常檢查該地點瓦斯?jié)舛取＂诠ぷ髅婀伟遢斔蜋C底槽內(nèi)、頂板冒落空洞內(nèi)、采空區(qū)邊界地點往往積聚瓦斯，這些地點必要經(jīng)常檢查瓦斯。③工作面回風(fēng)隅角必要設(shè)立便攜式甲烷檢測報警儀，該便攜式甲烷檢測報警儀報警點為1.0％。④停風(fēng)工作面恢復(fù)通風(fēng)后，必要通過瓦斯檢查人員檢查所有電動機及其開關(guān)安設(shè)地點附近20m以內(nèi)風(fēng)流中瓦斯?jié)舛?，瓦斯?jié)舛确弦?guī)定期，方可通電開動。3、瓦斯超限解決①采煤工作面及其他作業(yè)地點風(fēng)流中、電動機或其開關(guān)安設(shè)地點附近20m以內(nèi)風(fēng)流中瓦斯?jié)舛冗_到1.5％時，必要停止工作，切斷電源，撤出人員，告知礦調(diào)度室值班人員，安排專人進行解決。采煤工作面及其巷道中，體積不不大于0.5m3空間內(nèi)積聚瓦斯?jié)舛冗_到2.0％時，附近20m以內(nèi)必要停止工作，撤出人員，切斷電源，進行解決。②對因瓦斯?jié)舛瘸^規(guī)定被切斷電源電氣設(shè)備，必要在瓦斯?jié)舛冉档?.0％如下時，方可通電開動。③采煤工作面風(fēng)流中二氧化碳濃度達到1.5％時，必要停止工作，撤出人員，查明因素，制定辦法，進行解決。④采煤工作面回風(fēng)流中瓦斯?jié)舛瘸^1.0％或二氧化碳濃度超過1.5％時，必要停止工作，撤出人員，采用辦法，進行解決。⑤采煤工作面風(fēng)流中瓦斯?jié)舛冗_到1.0％時，必要停止用電鉆打眼；爆破地點附近20m以內(nèi)風(fēng)流中瓦斯?jié)舛冗_到1.0％時，禁止裝藥、爆破。⑥當(dāng)采空區(qū)有懸頂時，瓦斯檢查人員要及時檢測出采空區(qū)瓦斯狀況，發(fā)現(xiàn)采空區(qū)瓦斯?jié)舛冗_到1.0％時，要告知工作面停止裝藥、爆破，發(fā)現(xiàn)采空區(qū)瓦斯?jié)舛冗_到1.5％，要告知工作面停止工作，切斷電源，撤出人員，向調(diào)度室報告，進行解決。4、瓦斯監(jiān)測①為加強對瓦斯監(jiān)測，17304采煤工作面使用KJ95N型礦井安全監(jiān)控系統(tǒng)，采用2個KGJ16B型甲烷傳感器分別對工作面風(fēng)流中瓦斯和工作面回風(fēng)流中瓦斯進行監(jiān)測；采煤機設(shè)立機載式甲烷斷電儀，隨機工作，隨時監(jiān)測采煤機工作地點瓦斯?jié)舛?。②甲烷傳感器?yīng)垂直懸掛，距頂板（頂梁）不得不不大于300mm，距巷道側(cè)壁不不大于200mm，必要懸掛牢固，甲烷傳感器安設(shè)位置要避開有噴霧、淋水和頂板破碎地點。③甲烷傳感器設(shè)立詳細位置：測量工作面風(fēng)流中瓦斯甲烷傳感器安設(shè)在17304運送巷內(nèi)距工作面煤壁不超過10m地點，瓦斯報警濃度≥1.0%，瓦斯斷電濃度≥1.5%，復(fù)電濃度<1.0%，斷電范疇：17304采煤工作面所有非本質(zhì)安全型電氣設(shè)備。測量工作面回風(fēng)流中瓦斯甲烷傳感器安設(shè)在距工作面回風(fēng)口10--15m范疇內(nèi)，瓦斯報警濃度≥1.0%，瓦斯斷電濃度≥1.5%4，復(fù)電濃度<1.0%，斷電范疇：17304采煤工作面所有非本質(zhì)安全型電氣設(shè)備。④安全監(jiān)控設(shè)備投入使用前要在地面經(jīng)48h通電運營，調(diào)試合格方可安裝。安裝后要進行運營前調(diào)試，各項指標合格后方可使用。⑤安全監(jiān)控設(shè)備投入運營，要進行第一次調(diào)試、校正。后來安全監(jiān)控設(shè)備必要定期進行調(diào)試、校正，每月至少1次。甲烷傳感器和采煤機機載式甲烷斷電儀每7天必要使用原則氣樣和空氣樣調(diào)校1次，每7天必要對甲烷超限斷電功能進行測試。⑥必要每天檢查安全監(jiān)控設(shè)備及電纜與否正常，使用光學(xué)瓦斯檢測儀與甲烷傳感器進行對照，當(dāng)兩者讀數(shù)誤差超過0.1%時，先以讀數(shù)較大者為根據(jù)，及時采用安全辦法并必要在8h內(nèi)對傳感器調(diào)校完畢。⑦煤礦安全監(jiān)控設(shè)備之間必要使用專用阻燃電纜或光纜連接，禁止與調(diào)度電話電纜或動力電纜等共用。隨著工作面向前推動要及時移動甲烷傳感器位置，禁止擅自停用或擅自變化其超限報警斷電功能。⑧安全監(jiān)控電纜型號為PUYVR1×4×7／0.52T(0.3)，監(jiān)控分站型號為KJF16B。⑨安全監(jiān)控系統(tǒng)設(shè)備在井下持續(xù)運營6—12個月，必要按籌劃分批運到井上進行全面檢修、清掃、調(diào)試、校正。與安全監(jiān)控設(shè)備有關(guān)聯(lián)電器設(shè)備檢修，需要停止安全監(jiān)控設(shè)備運營時，必要制定安全辦法經(jīng)礦總工程師批準報調(diào)度室備案后，在監(jiān)測人員配合下方可進行檢修工作。⑩采煤機設(shè)立機載式甲烷斷電儀，型號為DJB4，其報警濃度≥1.0%,斷電濃度≥1.5%，復(fù)電濃度<1.0%。EQ\o\ac(○,11)當(dāng)瓦斯?jié)舛瘸藁虮O(jiān)控系統(tǒng)報警時，要按規(guī)定安排撤人，并及時查明因素，進行解決。5、一氧化碳監(jiān)測在17304運送巷距工作面回風(fēng)口10～15m處設(shè)立一臺KGA5型一氧化碳傳感器，以監(jiān)控工作面一氧化碳涌出量變化狀況。該傳感器技術(shù)參數(shù)如下：KGA5型一氧化碳傳感器技術(shù)參數(shù)表十四溫度相對濕度大氣壓力0～40℃≤98％（25℃時）80～110kPa風(fēng)速報警濃度防爆型式0～8m／s≥0.0024％礦用本質(zhì)安全型一氧化碳傳感器要垂直懸掛，距頂板不不不大于300mm，距巷道側(cè)壁不不大于200mm,安設(shè)地點不得妨礙行車、行人。6、工作面溫度監(jiān)測在17304運送巷距工作面回風(fēng)口10～15m處設(shè)立一臺KG3007A型溫度傳感器，以監(jiān)控工作面溫度變化狀況。該傳感器技術(shù)參數(shù)如下：KG3007A型溫度傳感器技術(shù)參數(shù)表十五使用環(huán)境溫度使用環(huán)境相對濕度大氣壓力-5～+45℃不不不大于95％（+25℃）80～106kPa溫度測量范疇辨別率防爆型式-5～+45℃0.1℃礦用本質(zhì)安全型溫度傳感器要垂直懸掛，距頂板不不不大于300mm，距巷道側(cè)壁不不大于200mm,安設(shè)地點不得妨礙行車、行人。7、工作面粉塵濃度監(jiān)測在17304運送巷設(shè)立一臺GCG1000型粉塵濃度傳感器，以監(jiān)控粉塵變化狀況。該傳感器技術(shù)參數(shù)如下：GCG1000型粉塵濃度傳感器技術(shù)參數(shù)表十六使用環(huán)境溫度使用環(huán)境相對濕度大氣壓力0～+40℃不不不大于95％86～106kPa溫度測量范疇測量誤差測量原理0～1000mg/m3±15％光散射原理附圖九：工作面安全監(jiān)控系統(tǒng)示意圖三、綜合防塵系統(tǒng)（一）防塵供水系統(tǒng)地面靜壓水池→副井→東大巷→東大巷上車場→東翼軌道下山→東翼軌道石門→163采區(qū)軌道石門→163采區(qū)軌道平巷（163采區(qū)軌道上山）→17304材料道（運送巷）→工作面運送巷供水管路選用直徑Φ50mm水管,每隔50m設(shè)一種三通閥門,給防塵水幕和各轉(zhuǎn)載點供水。材料道供水管路選用直徑Φ50mm水管,每隔100m設(shè)一種三通閥門,給泵站及工作面噴霧頭和防塵水幕供水。（二）綜合防塵辦法1、采煤機內(nèi)外噴霧:采煤機每個滾筒設(shè)一組內(nèi)外噴霧裝置。內(nèi)噴霧壓力不得不大于2MPa，外噴霧壓力不得不大于1.5MPa，噴霧裝置總流量不得不大于200L／min，噴霧裝置進水壓力不得不大于3MPa。如果內(nèi)噴霧裝置不能正常噴霧，外噴霧壓力不不大于4MPa。無水或噴霧裝置損壞時必要停止采煤機運營。2、架間噴霧降塵:（1）供水采用φ19mm高壓膠管。（2）動作方式:均采用手動控制方式,實現(xiàn)架間噴霧降塵。（3）噴嘴布置：工作面每架液壓支架安裝一道架間噴霧裝置，在液壓支架降柱、移架時必要啟動噴霧裝置降塵。工作面應(yīng)每班沖刷一次煤塵。 （4）噴霧規(guī)定:架間噴霧噴嘴迎風(fēng)流方向噴霧。3、轉(zhuǎn)載點噴霧:工作面運送路線上各轉(zhuǎn)載點，刮板輸送機機頭、膠帶運送機機頭各設(shè)一組噴霧裝置，噴霧設(shè)施必要正常使用、敏捷可靠。4、材料道、運送巷防塵水幕:（1）在工作面材料道設(shè)兩道噴霧簾凈化風(fēng)流，距工作面刮板輸送機機尾30ｍ處、距中車場50m范疇內(nèi)安設(shè)一道水幕。水幕均隨工作面推動而向外推移。規(guī)定噴霧時能覆蓋巷道全斷面，霧化良好，正常使用。（2）在工作面運送巷各轉(zhuǎn)載點安設(shè)噴霧設(shè)施，以減少揚塵。（3）運送巷刮板輸送機鋪設(shè)范疇內(nèi)設(shè)立兩道凈化水幕，距運送巷刮板輸送機機頭20m范疇內(nèi)設(shè)立一道固定凈化水幕，距工作面刮板輸送機機頭25m范疇內(nèi)設(shè)立一道移動凈化水幕，隨著工作面推移移動，當(dāng)轉(zhuǎn)載刮板輸送機長度局限性40m時，只保存一道移動凈化水幕。（4）凈化水幕按照巷道頂部形狀設(shè)立成直桿式噴霧桿，噴霧桿上安設(shè)3～4個噴嘴，兩邊距巷道幫間距30～40㎝，噴嘴應(yīng)與垂線成450夾角并逆風(fēng)流方向，水霧應(yīng)能覆蓋整個巷道斷面，霧化良好，敏捷可靠，使用正常。5、煤塵沖刷:（1）巷道中不得有厚度超過2mm持續(xù)長度超過5m煤塵堆積，嚴格執(zhí)行定期沖刷巷道積塵制度，并做好記錄。（2）對工作面煤塵要及時沖刷保證無煤塵堆積，耗水量按巷道表面積不少于2L/m2計算。同步做好工作面煤塵沖刷各類記錄、臺帳。（3）對電氣設(shè)備、電纜管線上煤塵由中班每天負責(zé)及時清除。6、個體防護：進入工作面和回風(fēng)側(cè)工作所有人員必要佩戴防塵口罩。7、定期對工作面進行測塵，做好原始記錄。在工作面回風(fēng)巷安設(shè)粉塵檢測儀，隨時監(jiān)測工作面回風(fēng)巷粉塵濃度；對工作面總粉塵濃度每月測定2次；呼吸性粉塵濃度每月測定1次；粉塵分散度每6個月測定1次；粉塵中游離二氧化硅含量，每6個月測定1次。8、煤層短壁注水（1）17304工作面煤層短壁注水在每班割完第3刀煤、移架后、未推移刮板輸送機之前，在煤幫側(cè)煤層與底板矸石結(jié)合處進行煤層注水。必要堅持“逢采必注”原則，沒有進行煤層注水工作面不得進行采煤。煤層注水系統(tǒng)：17304材料道泵站噴霧泵→17304材料道ф19高壓膠管→17304工作面ф19高壓膠管→ф10高壓膠管→ZAF－16型迅速注水器→注水鉆孔。（2）噴霧泵輸出壓力不得低于10MPa，在工作面內(nèi)每隔20m安設(shè)一種ZAF－16型迅速注水器。（3）注水鉆孔布置在工作面煤層與底板矸石結(jié)合處，注水鉆孔眼距為5m，鉆孔方向與工作面煤壁垂直。注水鉆孔深度1.8m，鉆孔直徑42mm。（4）ZAF－16型迅速注水器插進注水鉆孔后，先關(guān)閉卸載閥，然后緩慢啟動截止閥，待注水鉆孔附近煤壁、底板掛水珠或浮現(xiàn)滲水時，應(yīng)停止注水。即先關(guān)閉截止閥，然后緩慢打開卸載閥，卸載后，取出ZAF－16型迅速注水器。（5）向鉆孔注水時，工作面刮板輸送機不得啟動。（6）煤層注水可采用多臺煤層注水器分段平行作業(yè)形式。（7）煤層注水時，必要在完好支護保護下進行，禁止空頂作業(yè)。（三）隔絕瓦斯煤塵爆炸辦法1、在17304材料道、17304運送巷每隔200m安裝一組軟質(zhì)隔爆水棚，距工作面近來一組隔爆水棚首列隔爆水棚與工作面距離必要保持在60～200m范疇內(nèi)。2、每組隔爆水棚用水量按巷道斷面不得不大于200L／㎡，水棚排距為1.2～3.0m，每組隔爆水棚棚區(qū)總長度不得不大于20m。水袋長邊應(yīng)垂直于巷道走向方向嵌入式安裝，水棚距離巷道頂板、兩幫間隙不得不大于100mm，距巷道軌面不不大于1.8m，各排水棚安裝高度應(yīng)保持一致。3、隔爆水棚應(yīng)安設(shè)在巷道直線段內(nèi)，與巷道交叉口、轉(zhuǎn)彎處、變坡處距離，不得不大于50m。4、要每周檢查1次隔爆設(shè)施安裝地點、數(shù)量、水量及安裝質(zhì)量與否符合規(guī)定。要經(jīng)常保持水棚完好和規(guī)定水量。（四）工作面消防系統(tǒng)1、礦建地面靜壓水池有效容積滿足《煤礦安全規(guī)程》規(guī)定，供水水源為地下水，水質(zhì)、水壓均符合原則規(guī)定；井下供水管網(wǎng)已所有敷設(shè)完畢，采用Φ108mm無縫鋼管供水，供水管路、控制閥門均按《煤礦安全規(guī)程》規(guī)定裝設(shè)，可以滿足井下用水需要。2、工作面消防系統(tǒng)：地面靜壓水池→副井→東大巷→東大巷上車場→東翼軌道下山→東翼軌道石門→163采區(qū)軌道石門→163采區(qū)軌道平巷（163采區(qū)軌道上山）→17304材料道（17304運送巷）→工作面運送巷供水管路選用φ50mm水管，每隔50m設(shè)一種三通閥門。材料道供水管路選用φ50mm水管，每隔100m設(shè)一種三通閥門。附圖十：工作面防塵系統(tǒng)示意圖附圖十一：工作面消防系統(tǒng)示意圖第三節(jié)排水系統(tǒng)一、設(shè)備選型17304工作面水文地質(zhì)條件簡樸，17煤自身及底板細砂巖不含水，充水水源重要為16煤采空區(qū)低洼處積水，預(yù)測正常涌水量為3m3/h，預(yù)測最大涌水量為20m3/h。在積水地點安設(shè)排水量不不大于30m3/h排水泵及配套設(shè)施，并至少各有1臺備用泵。排水設(shè)備選用BQW30-30-5.5型潛水泵表十七型號BQW30-30-5.5功率5.5kW流量30m3／h揚程30m二、排水系統(tǒng)路線17304工作面 →17304材料道（運送巷）→163采區(qū)軌道平巷（163采區(qū)軌道上山）→163采區(qū)軌道石門→東翼軌道石門→東翼水倉→東翼軌道下山→東翼上車場→東大巷→中央水倉→地面三、防治水辦法1、加強水窩積水排放工作，保證巷道內(nèi)積水深度不超過0.1m，長度不超過5m。同步各排水泵分別配備一臺相似排水能力備用泵。2、在材料道和運送巷中，施工水溝、暫時集水池，始終保持水溝、集水池暢通。3、做好泵窩清淤工作。4、回采前，對所有水泵和供電系統(tǒng)進行一次同步運營排水實驗，保證可以正常運營。5、采煤過程中，特別是在斷層附近，需保持均勻、迅速、持續(xù)開采，防止工作面局部抽冒。一旦發(fā)生冒頂要盡快組織解決。6、加強兩巷支護，保持工作面暢通。7、加強井上、下水文地質(zhì)觀測和地質(zhì)觀測，搞好地質(zhì)及水文地質(zhì)預(yù)測預(yù)報。附圖十二：17304綜采工作面排水系統(tǒng)圖第四節(jié)供電系統(tǒng)一、概述17304工作面設(shè)計為綜采工作面，采煤機型號為MG180/420-BWD，刮板輸送機型號為SGZ630/264，電壓級別為1140V，其他配套設(shè)施電壓級別660V。電源共敷設(shè)電纜4路，由17304配電點引出二路1140V線路經(jīng)17304材料道供應(yīng)采煤機和面內(nèi)刮板輸送機、由163采區(qū)配電點引出二路660V線路經(jīng)17304運送巷供應(yīng)刮板輸送機和17304材料道對調(diào)度絞車及乳化泵等用電設(shè)備供電。17304工作面安裝采煤機1套，型號為MG180/420-BWD，功率420KW，電壓1140V；刮板輸送機兩部，1部SGZ630/264型刮板輸送機，功率264KW，電壓1140V，1部SGB－630/55S型刮板輸送機110KW，電壓660V；一臺HBMD-35/23-160S混凝土泵160KW；一臺JS-500型攪拌機18.5KW；調(diào)度絞車5臺JD-25型調(diào)度絞車，功率25KW，電壓660V；2臺BRW125/31.5型乳化液泵，功率75KW，1臺BPW-250/6.3型噴霧泵，功率37KW，電壓660V。負荷登記表如下：負荷登記表表十八序號設(shè)備名稱規(guī)格型號數(shù)量功率（KW）額定電壓（V）額定電流（A）起動電流1采煤機MG180/420-BWD12×180+2×3011402×108+2×195402刮板輸送機SGZ630/26412×1322×86.74173刮板輸送機SGB-630/55S12×556602×63379.84噴霧泵BPW-250/6.313742.6255.65乳化液泵BRW125/31.527580.6483.66調(diào)度絞車JD-2522×2527.51657照明綜保ZXZ8-4-II217.48混凝土泵HBMD-35/23-160S1160176560.49專用攪拌機JS-50012*18.542.610智能饋電開關(guān)KBD-350/660Z2二、工作面設(shè)備選取及校驗（一）變壓器選取工作面設(shè)備使用電壓不同，變壓器選取按照1140V、660V分開計算。①17304配電點1140V變壓器選取依照礦井開采條件查表得COSpj=0.6～0.7，取值0.7。COSpj=0.7Sb=∑PNKx/COSpj==566KVA依照礦井裝備現(xiàn)狀，采用兩臺KBSG-315/6型變壓器并聯(lián)使用，總?cè)萘繛?30KVA＞566KVA,故能滿足使用。②163采區(qū)配電點660V變壓器選取660V電源由KBSG-315/6型變壓器供應(yīng),同步肩負17304材料道乳化泵站、攪拌泵站及17304運送溜子供電（攪拌泵站及運送巷溜子不同步運營），同步運轉(zhuǎn)最大負荷為：302.5KW。依照礦井開采條件，查表:Kx=0.45，COSpj=0.7Sb=∑PNKx/COSpj=KBSG-315/6型變壓器其容量為315KVA>184.7KVA,故能滿足（二）、電纜選取及校驗:電壓級別不同，電纜選取與校驗分開計算。1、1140V電壓級別采煤機組電纜選取及校驗⑴按長時容許電流選?、?7304工作面采煤機組實際工作電流為：②刮板輸送機實際工作電流為：考慮供電距離長、同步運轉(zhuǎn)負荷較大及開關(guān)喇叭口尺寸限制，選用兩根MYP3×95+1×25型礦用電纜分別供電,其長度為450m，其長時容許電流260A，可以滿足規(guī)定。③開關(guān)至面內(nèi)刮板機電機電纜選用：實際工作電流為：選用MYP3×70+1×25型礦用電纜250m，其長時容許電流215A＞55.4A，故能滿足規(guī)定。④開關(guān)至采煤機電機電纜選用：實際工作電流為：選用MYP3×70+1×16+4×4型礦用電纜250m，其長時容許電流215A＞176.2A，故能滿足規(guī)定。⑵按長時容許電壓損失校驗：①17304配電點1140V變電所內(nèi)變壓器自身電壓損失：％=4.96％=（％cos％sin）=（0.63×0.6+4.96×0.8）=3.9=％×/100=3.9×1200/100=46.8V②采煤機干線電纜電壓損失:干線為MYP3×95+1×25礦用電纜，其長度為450m查表得R0=0.23X0=0.075=29.46V③采煤機支線電壓損失:采煤機支線實際工作電流為：支線為MYP3×70+1×16+4×4型礦用電纜，其長度為200m查表得R0=0.315X0=0.078=21.07V容許電壓損失為1200×0.1=120V總電壓損失為:46.8+29.46+21.07=97.33V＜120V，滿足生產(chǎn)需要。④刮板運送機干線電纜電壓損失:干線為MYP3×95+1×25礦用電纜，其長度為450m查表得R0=0.23X0=0.075=18.52V⑤刮板運送機支線電壓損失:采煤機支線實際工作電流為：支線為MYP3×70+1×25礦用電纜，其長度為200m查表得R0=0.315X0=0.078=6.6V容許電壓損失為1200×0.1=120V總電壓損失為：46.8+18.52+6.6=71.92V＜120V，滿足生產(chǎn)需要。2、660V電壓級別用電設(shè)備電纜選取及校驗⑴按長時容許電流選?、?7304材料道電纜選用:實際工作電流為：選用MY3×50+1×25礦用電纜450米，MY3×25+1×10礦用電纜500米，其長時容許電流均不不大于70.1A，滿足生產(chǎn)需要。②17304運送巷電纜選用:實際最大工作電流為：選用MY3×70+1×25礦用電纜400米，其長時容許電流215A>100.4A，滿足生產(chǎn)需要。從17304運送巷刮板輸送機額定工作電流為2*63=126A；選用MY3×50+1×16礦用電纜600米，其長時容許電流173A>126A，滿足生產(chǎn)需要。③開關(guān)至電機電纜選用：乳化泵及調(diào)度絞車選用MY3×25+1×10型礦用電纜5米，刮板輸送機選用MY3×35+1×16電纜20米，均能滿足生產(chǎn)需要。⑵按長時容許電壓損失校驗：①163采區(qū)配電點內(nèi)變壓器自身電壓損失：％=3.94％=（％cos％sin）=（0.698×0.6+3.94×0.8）=2.74=％×/100=2.74×690/100=18.9V②17304運送巷電纜電壓損失:由于攪拌泵站與運送溜子不同步運營，故按線路最遠計算，電纜為MY3×70+1×25電纜400m，MY3×50+1×25電纜600m折算成MY3×50+1×25電纜為：600+400*0.73=892m最長供電線路實際工作電流：查表得MY3×50+1×25電纜R0=0.448X0=0.081 =35.7V容許電壓損失為690×0.1=69V總電壓損失為：18.9+35.7=54.6V＜69V，滿足生產(chǎn)需要。③17304材料道干線電纜電壓損失:此段電纜為MY3×50+1×25型，長度450m，查表得MY3×50+1×16電纜R0=0.448X0=0.081=20.2V④17304材料道支線電壓損失:乳化泵及調(diào)度絞車選用MY3×25+1×10型礦用電纜500米查表得=0.864=0.088=15.8V容許電壓損失為690×0.1=69V總電壓損失為：18.9+20.2+15.8=54.9V＜69V，滿足生產(chǎn)需要。（三）變壓器低壓系統(tǒng)二相短路電流計算：1、1140V電壓級別供電系統(tǒng)二相短路電流計算①17304配電點變壓器二次出口端短路電流Id1計算變壓器二次側(cè)電壓1200V；容量630kVA；系統(tǒng)短路容量按50MVA計算；系統(tǒng)電抗Xx=0.0288Ω；變壓器電阻、電抗：Rb=0.0145ΩXb=0.1134Ω∑R=Rb=0.0145∑X=Xx+Xb=0.0288+0.1134=0.1422Ω②刮板輸送機（機頭）電動機處短路電流Id2計算將MYP3×95+1×25型電纜450米，MYP3×70+1×25電纜250米換算成50平方長度為：L2=450×0.53+250×0.73=421m查表得：R0=0.448Ω/㎞；X0=0.081Ω/㎞R2=0.448×0.421=0.18ΩX2=0.081×0.421=0.034Ω∑R=0.0145+0.18=0.194Ω∑X=0.1134+0.034=0.147Ω③采煤機電動機處短路電流Id3計算將MYP3×95+1×25型電纜450米，MYP3×70+1×25電纜250米換算成50平方長度為：L2=450×0.53+250×0.73=421m查表得：R0=0.448Ω/㎞；X0=0.081Ω/㎞R2=0.448×0.421=0.18ΩX2=0.081×0.421=0.034Ω∑R=0.0145+0.18=0.194Ω∑X=0.1134+0.034=0.147Ω2、660V電壓級別供電系統(tǒng)二相短路電流計算①660V變壓器二次出口端短路電流Id4計算KBSG-315/6變壓器二次側(cè)電壓690V；容量315kVA；系統(tǒng)短路容量按50MVA計算；系統(tǒng)電抗Xx=0.0095Ω；變壓器電阻、電抗：Rb=0.0106ΩXb=0.0596Ω∑R=Rb=0.0106∑X=Xx+Xb=0.0095+0.0596=0.0691Ω②17304運送巷運送刮板機電動機短路電流Id5計算此段段電纜為MY3×50+1×25電纜600米，查表得：R0=0.448Ω/㎞；X0=0.081Ω/㎞R4=0.448×0.6=0.268ΩX4=0.081×0.6=0.0486Ω∑R=0.0106+0.268=0.2786Ω∑X=0.0691+0.0486=0.117Ω③17304材料道最遠25KW絞車處短路電流Id6計算此段電纜為MY3×25+1×10礦用電纜500米換算成50平方線纜長度為：L2=500×1.91=955m查表得：R0=0.448Ω/㎞；X0=0.081Ω/㎞R4=0.448×0.955=0.428ΩX4=0.081×0.955=0.077Ω∑R=0.0106+0.428=0.438Ω∑X=0.0596+0.077=0.14Ω各短路點短路電流值記錄表十九兩相短路電流各短路點電纜截面及長度換算長度(m)兩相短路電流值(A)截面()長度(m)d14197d295450421260870250d395450421260870250d44936d570400892115050600d65045095575125500（四）高防開關(guān)整定值計算及饋電開關(guān)選取1、17304配電點KBSG-315/6并聯(lián)變壓器高防開關(guān)整定值計算及饋電開關(guān)選?。孩臟BSG-315/6并聯(lián)變壓器高防開關(guān)整定值計算取整定值60A。短路保護整定值為Iz2=k2Ie=6×60=360A校核敏捷度系數(shù)敏捷度系數(shù)符合敏捷度規(guī)定。⑵并聯(lián)變壓器總饋電選取及整定工作面采煤機組及面內(nèi)刮板運送機實際工作電流為：選取KBZ20-630/1140(660)Z礦用隔爆型智能化真空饋電開關(guān)，額定電流630A，滿足生產(chǎn)需求。過載整定值取400A，過流整定值取2400A。校核敏捷度系數(shù)敏捷度系數(shù)符合敏捷度規(guī)定。⑶并聯(lián)變壓器分饋電選取及整定選取KBZ20-400/1140(660)礦用隔爆型智能化真空饋電開關(guān)，額定電流400A，滿足生產(chǎn)需求。因采煤機組電機額定電流為176.2A,分饋電過載整定值取190A，過流整定值取1140A。刮板輸送機電機額定電流為110.8A,分饋電過載整定值取110A，過流整定值取660A。校核敏捷度系數(shù)敏捷度系數(shù)符合敏捷度規(guī)定。2、16