工作面切眼作业规程

1、25101工作面切眼施工作业规程第一章 概况第一节 概述1、巷道名称：本作业规程掘进的巷道为5#层25101工作面切眼。2、掘进的目的及巷道的用途：掘进目的是为了形成5#层25101工作面生产、进风系统，满足5#层Z101采区工作面生产的需要。3、巷道设计规格：切眼规格：长135m，高3 m，宽7.5m，矩形。4、预计开工时间：本掘进工作面自2012年06月15日开工。第二节 编制依据 左云东古城煤业有限公司25101工作面作业规程中关于编写依据部分如下：1、 采区设计说明：2、地质说明书：第二章 地质说明书工 作 面 掘 进 地 质 说 明 书概况煤层名称5#水平名称1149采区名称工作面名

2、称25101工作面切眼地面标高(m)1440-1446工作面标高(m)1165-1168地面位置左云县小京庄乡西南14km处东古城村 井下位置及 四 邻采掘情况位于矿井中部，北为实煤，南与主水平皮带相通，东部为实煤，西与矿界相邻巷道长(m)135倾向长(m)135面积(m2)煤层情况煤层总厚(m)10.4-20.9煤层结构(m)煤层倾角(度)25°16.823°煤层赋存稳定,以半暗煤为主,半亮煤次之，条带状结构，厚10.4020.94m，平均16.82m。结构复杂，含39层夹矸，夹矸为炭质泥岩。煤层走向：近似W-E 倾向：N煤层顶底板情况顶底板名称岩石名称厚度(m)岩 性

3、特 征直接顶灰白色粗砂质平均12m局部为粉砂岩 中粗砂岩伪 顶灰黑色泥岩0.2米局部发育直接底灰黑色砂质泥岩3.2含植物碎屑化石地质构造情况概 述: 该工作面根据主水平皮带大巷揭露断层，预计工作面地质构造以断层为主，同时断层导水，区队在掘进中遇断层后必须编制过断措施，制定相关探放水制度及措施，煤层倾角26°平均4°水文地质情况及探水措施1、 煤层本身含水,生产区队严格执行探放水设计中的允许掘进距离，不得擅自延长掘进距离。2、 上伏山4#层采空区低洼处预计有积水，对工作面掘进有影响。区队应严格按照“有掘必探，先探后掘”的防治水原则，巷道必须在探水钻孔有效控制范围内掘进，每次探

4、水后，掘进前，应在起点处设置标志。3、施工队组随工作面掘进配备排水管路及离心式水泵2台，直径3吋钢管一趟，采用法兰盘连接，安装好,接到位。并负责日常排水。检查排水管路，水泵及电动机，使之正常运转，达到设计的最大排水能力。煤 矿的 层自 裂燃 隙 自燃等级为级，倾向性质为容易自燃。地 温3.3/100m。问题及建议根据切眼揭露情况及时补充有针对性的施工措施，及时调整锚索长度。如遇压力显现明显，应加密支护。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置附：25101工作面切眼位置关系平面图第二节 矿压观测左云东古城煤业25101工作面切眼，为该矿整改过后首个5#采煤工作面的切眼，巷道为矩形断面，沿5#

5、煤顶板7.68.0m掘进。 1、观测对象：25101工作面切眼。 2、观测内容：巷道顶板离层量，两帮相对移近量，锚杆、锚索的载荷及锚固力。3、观测方法：25101工作面切眼掘进20m后，开始布置测站，测站间距40m，每个测站设置一个观测断面。用拉力计检测顶、帮锚杆锚固力。每个断面巷道正顶安装一个顶板离层仪，顶板中间锚杆、顶板锚索分别安装一块锚杆（锚索）压力指示仪，根据掘进巷道顶板压力显示情况，对锚杆、锚索受力及巷道顶板每隔2天观测一次，直到巷道施工完毕。4、刷扩时测站布置同上。第三节 支护设计 一、一般地质条件：（一）临时支护 1、临时支护挑杆：前探梁为自制的钢管，其长度依据循环进尺和最小空顶

6、距选用：钢管长度为4m。2、前探梁支护为自制的钢管和矩形环，矩形环与钢梁连接。钢管要钻眼防滑。3、严格敲帮问顶制度，用长柄工具找掉浮煤、活石、碎矸。4、将形环连接在前2排钢梁上，将钢管穿在矩形环内。5、截割完成后，将钢带固定良好的金属网托于钢管之上，前移钢管至煤壁。6、用固定大木楔在挑杆的外端背牢挑杆，以使挑杆前后背实接顶。7、锚杆施工完成后，如果迎头一排锚杆与迎头距离大于最小空顶距离，则临时支护不得撤离。8、巷道5#煤顶板7.68.0m掘进时，临时支护与掘进工作面的最小空顶距离：0.4m；最大空顶距离：1.2m。注：巷道顶板破碎最大空顶距离：1.0m。9、要求临时支护的条数为3条。附：251

7、01工作面切眼一次掘进临时支护示意图25101工作面切眼一次扩刷临时支护示意图（二）永久支护 根据Z101掘进工作面切眼设计要求，巷道为矩形断面，沿5#煤顶板7.68.0m掘进，巷道宽7.5m，高3.0m，切眼分两次掘进,先在非回采侧掘4m宽，贯通后，再刷扩3.5m成巷。采用锚网索+木点柱作为永久支。1、顶部支护锚杆：锚杆采用2500mm×20mm无纵筋全螺纹钢锚杆，间排距为850mm×1000mm，呈矩形布置，一排9根，两端各留350mm间距，每孔树脂药卷Z2335三支。托盘规格为150×150×14mm。菱形网：掘进时顶板采用4000mm×

8、1200mm金属菱形网；网孔50mm×50mm，要求网片搭接200mm，每200mm联一扣，每扣23圈，联网丝采用10号铁丝。刷扩时采用3500×1200mm金属菱形网。 钢带：钢带采用BHW-220-300型，规格：3800mm×220mm×3mm和3650×220mm×3mm，平行使用，间距1m。 锚索：锚索规格为17.8mm，锚索长度应根据巷道顶板煤层厚度来调整，必须保证锚索进入稳定岩石1500mm，锚索最小长度不得小于6300mm，间距1.8m，排距3m，一排3根，施工在两排顶锚杆中间，矩形布置，锚索托盘200×20

9、0×20mm。临时帮：采用点柱护帮，一米一柱，必要时半米一柱，严重处采用打可截割锚杆护帮。如出现掉帮现象，补加一排塑料保护网。刷扩时锚杆、锚索、网子、钢带布置方式同切眼掘进时要求相同。掘进贯通后退掘进机进行刷扩。 点柱：掘进时紧帖临时帮打一排点柱，倾向一米一柱，横向再距此柱打两排点柱，间距1.5米,此两排点柱沿切眼倾向间距为2m。等掘进机后退时可边拆除边补打点柱，刷扩时距临时帮0.5米再打一排点柱,所有点柱均要戴帽打楔；点柱规格：3m×200mm优质松木，垫帽规格：300m×200m×100mm优质松木。2、帮部支护 非回采帮：锚杆采用18mm×

10、;1800mm无纵筋全螺纹钢锚杆，间排距为800mm×1000mm，一排3根，呈矩形布置，每孔树脂药卷Z2335二卷。最上边锚杆距顶板200mm。托盘规格为120×120×8mm。菱形网：为2500mm×1200mm网片，网孔50mm×50mm，要求网片搭接200mm，每200mm联一扣，每扣23圈，联网丝采用16号铁丝。金属网上边距顶板100mm。钢带：钢带：钢带采用BHW-220-300型，规格：2300mm×220mm×3mm 回采帮：使用可截割锚杆, 18mm×2000mm，间排距为800mm×1

11、000mm，一排三根，垫板规格 400×300mm。塑料网为：2500mm×5000mm。3、特殊支护 在施工过程中，遇到断层、裂隙带、顶板压力较大地段等，另补措施，加强支护。注：切眼两端在必要时各打一个木垛。附：Z101工作面切眼断面示意图第四节 支护工艺（一）锚杆支护参数1、锚杆参数见上述2、锚固力顶不小于80KN/根；3、锚杆角度：顶板靠帮第一根锚杆与垂直线成15°夹角。其他锚杆均与巷道顶帮轮廓线垂直布置，误差不超过±5°。4、锚杆盘必须紧贴岩面。顶、帮锚杆扭矩力不小于100N.m。（二）铺网 该巷道顶帮均铺设菱形网，其规格为：顶板采用4

12、000mm×1200 mm金属菱形网；网孔50mm×50mm，要求网片搭接200mm，每200mm联一扣，每扣23圈，联网采用16号铁丝。（三）、工程质量：1、掘进工程1）、巷道宽度距中线不小于设计值，不大于设计值1502）、巷道高度距中线不小于设计值，不大于设计值2003）、巷道坡度与设计值误差为：+0.50.52、锚杆支护工程1）、锚杆的杆体及配件的材质，品种，规格，强度，结构应符合要求；2）、锚固剂的材质，规格，性能符合设计要求；3）、托板安装牢固，紧贴岩面，不松动，未接触部位楔紧；4）、锚杆间排距与设计误差为±100mm；5）、顶部锚杆孔深3150mm，与

13、设计值误差为0+50mm，锚杆安装前孔内吹干净；6）、锚杆方向与巷道轮廓线夹角75°（在岩石层理比较明显的地方锚杆垂直岩面）；7）、锚杆外露长度50mm；3、金属网支护工程1）、巷道顶板使用金属菱形网片，帮部使用金属经纬网片，其材质，品种，网孔规格，强度，结构必须符合要求；2）、金属网必须紧压在锚杆托板的里面，不准以铁丝绑扎的形式使金属网敷在锚杆托板的外面；3）、金属网铺设时，每排按照相同的顺序纵向铺设并相互之间搭接200；4、锚索支护工程1）、锚索的杆体及配件的材质，品种，规格，强度，结构应符合要求；2）、锚固剂的材质，规格，性能符合设计要求；3）、托板安装牢固，紧贴岩面，不松动，

14、未接触部位楔紧；4）、锚索预紧力为150KN，锚固力为230KN；5）、锚索间排距与设计误差为±100mm；6）、锚索孔深6000mm，与设计值误差为0+50mm；7）、锚索方向与巷道轮廓线夹角75°（在岩石层理比较明显的地方锚杆垂直岩面）8）、锚索外露长度250300mm；第四章 施工方法第一节 施工顺序25101工作面切眼沿5#煤顶板7.68.0m掘进，掘进的目的是形成25101工作面切眼生产系统，满足生产的需要。第二节 作业方式1、施工方式：25101工作面运输切眼掘进采用EBJ-120TP型悬臂式综掘机进行施工；2、工艺流程:安全检查验收上一班支护质量试机进刀割煤出

15、煤安全检查（敲帮问顶、临时支护）按中线标定锚杆眼位稳钻打锚杆孔上钢带、托板并预紧打护帮锚杆打点柱稳钻打锚索孔上托板并预紧检查本循环永久支护质量。3、切割方式:切割顺序。采用综掘机切割，先下后上，先中间后四周，最后刷成所需要的断面，司机在切割过程中必须控制切割高度和宽度，按线施工。4、支护:采用锚杆钻机打装顶、帮部锚杆及锚索，铺网打点柱。5、转载与运输方式：装煤、运煤：由掘进机装载部自行装煤，通过掘进机一部溜子和二运皮带运输和切眼一部电滚筒皮带机把煤矸外运。6、材料及设备运输:材料及设备在井口装车后经2#回风斜井运送到2#回风巷车场，利用矿用绞车运至Z101工作面切眼巷口，经人工把材料和设备搬运

16、到工作面。7、管路铺设:该巷道施工期间工作面布置3路管子，管子均安装在人行侧，供风管路采用108mm钢管，排水采用75mm钢管，供水管路采用50mm钢管，自上而下依次为供风管路、排水管路、供水管路，管路间隔100mm200mm。管子安装高度：最下面管路距底板不小于1000mm，固定方式：首先采用30螺纹钢管撅固定点每4.0m固定一处，然后用圆钢专门加工的钩子把管子与管子连接在一起。电缆吊挂该巷道在施工期间电缆钩均吊挂在人行侧。电缆按检测、通讯、信号、低压、高压顺序自上而下分档吊挂，垂度适当。风筒吊挂风筒布置在输送机侧，风筒逢环必挂，保证平直，风筒接头严密，无破口、无漏风，风筒距迎头距离不超过5

17、m。8、设备及工具配备序号设备工具名称型号规格单位数量备注1局部通风机FBD5.6/2×37台22掘进机EBJ-120 部13风煤机MQB-35J部2备用1台4带式输送机DBJ80/40/2×40部25风动锚杆机MQT-120J台3备用1台6扭力扳手把3备用1台7风动泵BQW-7.5台2备用1台8风镐部3备用1台9锹把710锤把211镐把312锚杆测力器台5备用1台13锚索张拉仪部1备用1台14激光指向仪800台1第五章、生产系统第一节 掘进工作面供风系统（一）、巷道贯通时掘进工作面风量计算：1、掘进工作面风量计算：25101工作面切眼长度为135m，最大断面S=14.0m

18、2（贯通时）。根据以上参数进行局扇选型。（1）掘进工作面需要风量按下式计算：Q掘=60uSKT式中：Q掘掘进工作面需要风量，m3/minu掘进工作面最低风速0.4m/sS取巷道最大断面14.0 m2KT掘进工作面的温度调整1.0Q掘=60×0.4×14.0×1.0=336 m3/min（2）按瓦斯、二氧化碳涌出量及人数进行计算： 按瓦斯绝对涌出量计算：Q掘1=100×qhg× Khg （m3/min）式中：Q掘掘进工作面需要风量，m3/min；qhg掘进工作面回风流中瓦斯平均绝对涌出量，0.72m3/min；Khg掘进工作面瓦斯涌出量不均衡系数

19、。取1.52.0100掘进工作面回风巷风流中瓦斯浓度不超过1所换算的常数。Q掘>100×0.72×2.0144m3/min 按照二氧化碳涌出量计算：Q掘=100qhc×khc式中：Q掘2掘进工作面需要风量，m3/min；100掘进工作面回风巷风流中瓦斯浓度不超过1所换算的常数;qhc掘进工作面二氧化碳的的绝对涌出量0.96；khc掘进工作面中二氧化碳涌出不均衡的风量计算，取1.52.0Q掘>100×0.96×2.0192m3/min 按掘进工作面同时作业人数计算需要风量:Q掘3>4N m3/min式中：Q掘3掘进工作面需要风量

20、，m3/min；N掘进工作面人数30（交接班时人员数）；Q掘>4N4×30120 m3/min局部通风机选型Q扇K1×Q掘 式中：Q扇局部通风机吸风量，m3/min；K1局部通风机供风巷道风筒漏风系数1.28。K11/(1-nLe)式中：n风筒接头数50+103+13；Le一个接头漏风率0.002；掘进巷道设计长度为1008m，最大供风长度1643m,K11/(1-nLe)=1/(1-166×0.002)=1.5Q扇1.5×336=504.0m3/min根据以上公式计算工作面最大需风量为504.0m3/min，选用两台局部压入式2×30K

21、W对旋风机其中一台备用，风筒选型风筒选用直径800mm抗静电阻燃性风筒。掘进工作面的配风量Q掘Q扇+60uS1 m3/min式中：Q掘全局部通风机安装处巷道全风压供风量，m3/min；u掘进工作面最低风速0.4m/s Q扇局部通风机的吸风量576m3/min；S1局部通风机吸入口至回风口之间的巷道断面15.4m2。Q掘全576+60×15.4×0.4945.6m3/min2、掘进工作面风量验算（1）按风速进行验算验算最小风速Qxf60×0.4SQxf局部通风机实际吸风量576m3/min；0.4煤巷掘进工作面最低风速，m3/min；S取巷道最大断面14.0 m25

22、7660×0.4×14.0=336.0 m3/min；验算最大风速Qxf60×4.0SQxf局部通风机实际吸风量576m3/min；4.0煤巷掘进工作面最低风速，m3/min；S取巷道最大断面14.0 m257660×4.0×14.0=3360m3/min；(2)按工作人员数量验算Qxf4N m3/min式中：Qxf掘进工作面需要风量576m3/min；N掘进工作面人数30（交接班时人员数）；5764×30=120 m3/min（3）按有害气体的浓度验算1%Q掘进工作面需要风量336.0m3/min；P瓦斯绝对涌出量0.72m3/mi

23、n；=0.00211%掘进工作面风量经验算选用压入式2×30KW对旋风机，符合规程规定，满足掘进工作面需风量；3、局部通风机安装地点和通风系统（1）在主水平盘区回风大巷735处安装两台局部压入式2×30KW对旋风机其中一台备用，距主水平盘区回风、运输大巷2#联络巷口15米处。（二）、巷道未能贯通时掘进工作面风量计算：1、掘进工作面风量计算：25101工作面切眼长度为135m，最大断面S=22.5m2（未能贯通时）。根据以上参数进行局扇选型。（1）掘进工作面需要风量按下式计算： Q掘=60uSKT式中：Q掘掘进工作面需要风量，m3/minu掘进工作面最低风速0.4m/sS取巷

24、道最大断面22.5 m2KT掘进工作面的温度调整1.0Q掘=60×0.4×22.5×1.0= 540m3/min（2）按瓦斯、二氧化碳涌出量及人数进行计算： 按瓦斯绝对涌出量计算：Q掘1=100×qhg× Khg （m3/min）式中：Q掘掘进工作面需要风量，m3/min；qhg掘进工作面回风流中瓦斯平均绝对涌出量，0.72m3/min；Khg掘进工作面瓦斯涌出量不均衡系数。取1.52.0100掘进工作面回风巷风流中瓦斯浓度不超过1所换算的常数。Q掘>100×0.72×2.0144m3/min 按照二氧化碳涌出量计算：

25、Q掘=100qhc×khc式中：Q掘2掘进工作面需要风量，m3/min；100掘进工作面回风巷风流中瓦斯浓度不超过1所换算的常数;qhc掘进工作面二氧化碳的的绝对涌出量0.96；khc掘进工作面中二氧化碳涌出不均衡的风量计算，取1.52.0Q掘>100×0.96×2.0192m3/min 按掘进工作面同时作业人数计算需要风量:Q掘3>4N m3/min式中：Q掘3掘进工作面需要风量，m3/min；N掘进工作面人数30（交接班时人员数）；Q掘>4N4×30120 m3/min局部通风机选型Q扇K1×Q掘 式中：Q扇局部通风机吸风

26、量，m3/min；K1局部通风机供风巷道风筒漏风系数1.28。K11/(1-nLe)式中：n风筒接头数50+103+13；Le一个接头漏风率0.002；掘进巷道设计长度为1008m，最大供风长度500+1008+135m,K11/(1-nLe)=1/(1-166×0.002)=1.5Q扇1.5×540=810m3/min根据以上公式计算工作面最大需风量为8103/min，选用两台局部压入式2×30KW对旋风机其中一台备用。9.014508314803944710YBF200-42×30kW380/660/114056.8/32.8/19.0风筒选型 风筒

27、选用直径800mm抗静电阻燃性风筒。 掘进工作面的配风量Q掘Q扇+60uS1 m3/min式中：Q掘全局部通风机安装处巷道全风压供风量，m3/min；u掘进工作面最低风速0.4m/s Q扇局部通风机的吸风量576m3/min；S1局部通风机吸入口至回风口之间的巷道断面15.4m2。Q掘全576+60×15.4×0.4945.6m3/min2、掘进工作面风量验算（1）按风速进行验算验算最小风速Qxf60×0.4SQxf局部通风机实际吸风量576m3/min；0.4煤巷掘进工作面最低风速，m3/min；S取巷道最大断面22.5 m257660×0.4

28、5;22.5=540.0 m3/min；验算最大风速Qxf60×4.0SQxf局部通风机实际吸风量576m3/min；4.0煤巷掘进工作面最低风速，m3/min；S取巷道最大断面22.5 m257660×4.0×22.5=5400m3/min；(2)按工作人员数量验算Qxf4N m3/min式中：Qxf掘进工作面需要风量576m3/min；N掘进工作面人数30（交接班时人员数）；5764×30=120 m3/min（3）按有害气体的浓度验算1%Q掘进工作面需要风量540.0m3/min；P瓦斯绝对涌出量0.72m3/min；=0.00131%掘进工作面风

29、量经验算选用压入式2×30KW对旋风机，符合规程规定，满足掘进工作面需风量；3、局部通风机安装地点和通风系统（1）在主水平盘区回风大巷735处安装两台局部压入式2×30KW对旋风机其中一台备用，距主水平盘区回风、运输大巷2#联络巷口15米处。（2）通风系统。地面 1号回风斜井 1号回风巷 主水平盘区回风大巷 主水平盘区回风大巷 25101工作面运输顺槽 25101工作面切眼 工作面工作面 25101工作面切眼 25101工作面运输顺槽 主水平盘区运输大巷 2号回风巷 2号回风斜井 地面附：Z101工作面切眼通风系统图第二节 掘进工作面压风系统1、.最大耗风量计算：掘进头按1

30、部风钻、 1台锚杆机进行施工作业。每部风钻耗风量按3.7m3/min，每台锚杆机耗风量按4.7m3/min。根据统计，掘进时同时使用风钻的耗风量最大。 最大耗风量按下式计算：Q=式中：沿管道全长的漏风系数，取=1.1 由于风动工具磨损耗气量增加系数，取=1.1 海拔高度修正系数，取=1 m同型号风动工具同时使用台数， m1=1 m=1 q每台风动工具的耗气量，取q=3.7 m3/min. q=4.7 m3/min. k同型号风动工具同时使用系数，取k=1 k=1 将有关参数代入上述公式：Q=1.10×1.1×1.0×(1×3.7×1+1

31、5;4.7×1)=10.2m3/min根据计算，当井下掘进头风动工具同时施工时，配置1台MLGF10/8L-50G 型煤矿用螺杆式移动压风机，即可满足施工要求。2、供风能力计算：由公式d= 可得：Q1=d260/4 d-管子内径Q1-平均压力状态下空气流量，Q1=QP0/P1 Q-管道计算风量 P0-吸气大气压P1-管道内平均气压，取7个大气压-管道内空气流速，取8米/秒将有关参数代入后可得：108×6供风能力：Q=26.3米3/分经计算两趟108×6无缝管供风能力可以满足要求。第三节 掘进工作面瓦斯防治1、掘进工作面,必须有瓦斯自动检测报警断电装置。2、要按规定

32、调校甲烷传感器，确保灵敏可靠。3、施工过程中必须对监控设施进行保护，割煤时，必须将监控设施放到能准确监测巷道气体的安全地点；支护后要及时将监控设施放回原处。4、甲烷传感器悬挂位置：距巷顶300mm，距巷帮200mm。5、甲烷传感器的报警浓度、断电浓度、复电浓度、断电范围见下表甲烷传感器T1 (掘进工作面)T2 (掘进回风流中)报警浓度0.8%0.8%断电浓度1.2%0.8%复电浓度<0.8%<0.8%断电范围掘进巷道内所有非本质安全型电气设备6、对因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电器设备，必须在瓦斯浓度降到规定值，方可通电起动。7、掘进工作面及其他作业地点回风风流中瓦斯浓度超过0.8

33、时。8、采区25101工作面切眼风流中瓦斯浓度超过0.8或二氧化碳超过1.2时，必须停止作业，撤出人员，采取措施，进行处理。9、掘进工作面及其他巷道内,体积大于0.5m3的空间，局部瓦斯积聚浓度达到1.6时,附近20m内,必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。10、局部通风机因故停止运转，在恢复通风前,必须检查瓦斯，只有当停风区中瓦斯浓度不超过0.8和二氧化碳浓度不超过1.5%,且局扇及其它开关地点附近10m范围内风流中瓦斯浓度不超过0.4时,方可人工开动局部通风机，恢复正常通风。第四节 掘进工作面综合防尘（一）、防尘供水管路计算1、掘进工作面用水量计算本掘进工作面风尘水量包括湿式打眼、

34、煤喷雾、煤洒水、喷雾，风流净化等用水量（1）打眼时用水量0.6m3/h。（2）煤喷雾用水量1.5m3/h。（3）煤洒水、喷雾用水量0.5m3/h。（4）风流净化水雾用水量0.6m3/h。合计用水量0.5m3/h=0.0009 m3/s。2、管路的计算：D=(4Q/v)1/2=4×0.0009/(3.14×1.5)1/2=0.03=30mmD管路直径，m；Q掘进工作面需要风量0.0009 m3/ s；计算流速一般为1.52.5m/ s，1.5m/ s。通过计算Z101工作面切眼施工工作面需要直径30mm的管路供水，根据设计要求，铺设直径50mm无缝钢管即可满足供水要求。（二）

35、防尘系统：供水线路：地面水池50mm钢管1回风斜井1回风巷主水平盘区运输大巷25101工作面切眼切眼掘进头用水地点。25101工作面切眼掘进工作面管路每隔50m设1个三通阀门。在距掘进工作面50m内设1道净化水幕，并保证雾化良好，使用正常，喷雾能覆盖巷道全断面。（三）综合防尘措施： 1、建立完善的防尘洒水系统及防尘设施，巷道每隔50m设一个三通闸阀，并能保证随时供水。 2、施工中,必须采用湿式凿岩（干打外喷）,掘进工作面所辖区域的巷道必须定期冲洗。 3、掘进巷道必须安设三道喷雾装置，即放炮喷雾、净化喷雾，转载喷雾必须正常使用。 4、加强个人防护，煤岩尘作业区域必须戴防尘口罩。第五节 掘进工作面

36、安全监控系统采用煤矿安全生产综合监控系统对25101工作面切眼掘进工作面瓦斯浓度及主水平盘区回风大巷的风机运行状态进行连续监测。当瓦斯浓度超过设定报警值时，安设在巷道内的瓦斯传感器发出声光报警，地面中心站及各监测终端同时发出报警信号；同时安设在掘进工作面风机处的分站执行断电指令，切断顺槽内非本质安全型电气设备的电源。1、监测分站安装在风机开关群处。 2、瓦斯传感器应垂直吊挂在顶板完好无风筒一侧的地方，距顶板或顶梁不大于0.3m，距巷壁不小于0.2m，距工作面不超过5m。参数：报警浓度0.8%， 断电浓度1.2% ，复电浓度0.8%。 断电范围：掘进巷道内全部电气设备。3、瓦斯传感器复电瓦斯浓度

37、：当浓度降低到0.8%以下时，方可给断电设备复电，局部通风机因故停转，恢复运转时必须符合煤矿安全规程第一百四十一条规定。瓦斯检查员每班至少2次对管辖范围内传感器的数据进行校对和记录，对安全监测监控装置及电缆的外观进行检查，并将记录和检查结果报通风调度和中心站值班员。安全监测监控装置的完好情况纳入现场交接班内容。安全监控设备发生故障时，瓦斯检查员要及时汇报中心站值班员、通风调度值班员和监测值班员，瓦斯检查员在监控设备不能正常工作期间代替瓦斯传感器进行检查，监测值班人员应在8h内修复，否则必须停产修复或更换。 4、拆除或改变与安全监控设备关联的电气设备的电源线及控制线、检修与安全监控设备关联的电气

38、设备、需要安全监控设备停止运行时，须报告矿调度室，并制定安全措施后方可进行。 5、通风监测班负责安全监测监控装置的安装，调试、传感器的定期校验等工作。附：Z101工作面切眼检测监控系统图第六节 掘进工作面供电系统（一）工作面移动变电站及配电点位置的确定工作面电源电压为0.66kV,来自井下中央变电所。根据用电设备的容量与布置，采用1140、660V电压等级供电，照明及保护控制电压采用127V。在主水平盘区回风大巷内设置移动变电站，用以对工作面设备进行供电。（二）负荷统计表序号负荷名称使用电动机功率（kw）工作电动机台数设备总容量（kw）额定电压（v）25101工作面切眼负荷统计1刮板机4014

39、06602皮带机2*401806603照明信号4.014.0660/1274潜水泵7.517.56605电滚筒皮带机111116606掘进机1866607合计328.525101工作面回风顺槽负荷同上总计 657（三）移动变电站的选取计算电力负荷总视在功率 S=PN KVA 式中 S所计算的电力负荷总的视在功率 ，KVA ； PN参加计算的所有用电设备额定功率之和， KW； Cos参加计算的电力负荷的平均功率因数； Kr-需用系数。Kr按下式进行选择Kr=0.286+0.714式中 PS最大电机的功率数 ，KW ；PN其他参加计算的用电设备额定功率之和， KW；则 Kr =0.286+0.71

40、4× =0.42 Cos取0.7 Kr取0.5电力负荷总视在功率为 S=657×=466KVA根据计算负荷，选用KBSGZY-630/10矿用隔爆型移动变电站一台能够满足供电需要。（四）移动变电站高压开关的选择（1）、配电装置额定电压：选定为10KV。（2）、高压配电装置额定电流应大于变压器的最大长时工作电流。变压器最大长时工作电流即额定电流Ie为Ie=式中 Se变压器额定容量，KVA ；Ve变压器高压侧额定电压，KV。高压侧额定电流为Ie=根据计算选择BGP23-630/10Y 50/5型高压真空配电装置。（五）高压电缆截面选择校验按设计规定及矿用高压电缆选型，选用MYJ

41、V22型矿用10KV铠装电缆。1、按长时允许电流选电缆截面式中 PN参加计算的所有用电设备额定功率之和， KW；Kr-需用系数。Cos参加计算的电力负荷的平均功率因数；根据矿用铠装电缆长时允许载流量查表得35mm2 电缆为135A >27.1A 满足要求。2）按经济电流密度校验电缆截面。A-电缆主芯截面j-经济电流密度 A/mm2 查表得2.25根据高压电缆经济电流密度校验35 mm2电缆能够满足要求。 3）按允许电压损失校验U%=PLK = 0.2×(0.616+0.084×0.577)= 0.13%高压电缆线路中的电压损失百分数。 K 兆瓦公里负荷矩电缆中电压损失

42、百分数； 10KV时，K=1·(R0+X0tan)。 电缆输送的有功功率，兆瓦。L 电缆长度，km。 允许电压损失百分数。按电压损失校验，满足要求。4) 热稳定校验电缆截面设井下采区变电所10kV 母线最大短路容量限制50MVA，最大三相稳态短路电流Amin=35mm2短路电流的假象时间，即热等效时间，取0.25S;C电缆热稳定系数，铜芯橡套电缆C=93.4。热稳定校验电缆截面满足要求。综上可知高压电缆可选择35mm2，结合我矿现有电缆采用MYJV-3*120高压铠装电缆，可以满足供电要求。 (六)按长时负荷电流选择低压电缆截面长时负荷电流要求电缆截面载流量大于等于电缆长时间负荷电流

43、，电缆标号见拟定供电系统图。1、刮板机电缆（L6）选择：式中 PN参加计算的所有用电设备额定功率之和， kW；Kr-需用系数。Cos参加计算的电力负荷的平均功率因数；根据矿用橡套电缆长时允许载流量查表得16mm2 电缆为85A >43.7A 满足要求。2、皮带机电缆（L7）选择：根据矿用橡套电缆长时允许载流量查表得25mm2 电缆为85A >43.7A 满足要求。3、潜水泵电缆（L8）选择：根据矿用橡套电缆长时允许载流量查表得10mm2 电缆为64A >8.2A 满足要求。4、探水钻电缆（L9）选择：根据矿用橡套电缆长时允许载流量查表得10mm2 电缆为64A >12A

44、 满足要求。5、掘进机电缆（L4）选择：根据矿用橡套电缆长时允许载流量查表得70mm2 电缆为215A >203A 满足要求。（七）按允许电压损失校验（本设计只校验供电距离较长、负荷较大的掘进机电缆的电压损失）。由公式 U%=PLK%式中 P186KW L0.5km K-0.091%K-功率因数为0.7时70mm2 、660V铜芯橡套软电缆每千瓦公里负荷矩的电压损失。 U%=186×0.5×0.091%=8.463%U=4.37%×660=5963V故电压损失满足要求。（八）按机械强度要求校验电缆截面机械强度要求掘进机电缆允许最小截面35-50 mm2，满足

45、要求。（九）短路电流计算本次计算，各开关的串线距离较短，其阻抗忽略不计，同时各开关接触器、压线的接触电阻忽略不计。根据供电系统图可知，1#、2#回风巷供电负荷完全相同，因此本设计只对供电距离较远的2#回风巷进行短路计算。1.移变二次出口端的短路电流Id1计算（1）系统阻抗变压器二次电压693V，容量630kVA，系统短路容量按50MVA计算；则系统电抗为；（2）高压电缆阻抗10kV电缆L1=0.2km查表得,Ro=0.612/ km, Xo=0.064/ km高压电缆电阻、电抗：Rg=0.612×0.2=0.1224Xg=0.064×0.2=0.0128（3）变压器阻抗查表

46、得KBSGZY-630/10型移动变电站的vs=4, PN.T=3680W则变压器的电阻、电抗：0.0043660.0302292.2#馈电入口处短路电流Id2计算MYP 3×70+1×25型电缆的电阻、电抗：L= L2+ L3= 135米， 阻抗参数：Ro=0.346/ km, Xo=0.078/ kmRg1=0.346×0.135=0.04671Xg1=0.078×0.135=0.01053R=0.004948+0.04671=0.051658X=0.039812+0.01053=0.0503423.2#掘进机开关入口处短路电流Id3计算MYP 3&

47、#215;70+1×25型电缆的电阻、电抗：L4= 500米， 阻抗参数：Ro=0.346/ km, Xo=0.078/ kmRg1=0.346×0.5=0.173Xg1=0.078×0.5=0.039R=0.004948+0.04671+0.173=0.224658X=0.039812+0.01053+0.039=0.0893424.刮板机开关入口处短路电流Id4计算MYP 3×70+1×25型电缆的电阻、电抗：L5= 130米， 阻抗参数：Ro=0.346/ km, Xo=0.078/ kmRg1=0.346×0.13=0.044

48、98Xg1=0.078×0.13=0.01014R=0.004948+0.04671+0.04498=0.096638X=0.039812+0.01053+0.01014=0.0604825.刮板机电机处短路电流Id5计算MYP 3×16+1×10型电缆的电阻、电抗：L6= 10米， 阻抗参数：Ro=1.369/ km, Xo=0.09/ kmRg1=1.369×0.01=0.01369Xg1=0.09×0.01=0.0009R=0.004948+0.04671+0.04498+0.01369=0.110328X=0.039812+0.0105

49、3+0.01014+0.0009=0.0613826.皮带机电机处短路电流Id6同Id5 7.水泵电机处短路电流Id7计算MYP 3×12+1×10型电缆的电阻、电抗：L8= 10米， 阻抗参数：Ro=2.159/ km, Xo=0.092/ kmRg1=2.159×0.01=0.02159Xg1=0.092×0.01=0.00092R=0.004948+0.04671+0.04498+0.02159=0.118228X=0.039812+0.01053+0.01014+0.00092=0.0614028.探水钻电机处短路电流Id8同Id7（十）高压开关

50、的整定。1、短路保护整定PBG23-630/10Y型真空配电装置是电子式高压综合保护器，其整定值按下式进行选择：n式中 n互感器二次侧额定电流（5A）的倍数； Ige高压配电装置额定电流，A。按上式计算出的整定值还应按下式进行校验：1.5 式中 Id（2）变压器低压侧两相短路电流值，A；IZ高压配电装置过电流保护装置的电流整定值，A；Kb变压器的变比；Y/接线变压器的二次侧两相短路电流折算到一次侧时的系数；1.5保证过电流保护装置可靠动作的系数。变压器高压开关的整定n=1.5则 移动变电站的短路保护整定为2倍。校验=3.41.5 合格2、过流保护整定PBG23-630/10Y型真空配电装置为电

51、子式过流反时限继电保护装置，按变压器额定电流整定，则过流保护整定为0.8倍。（十一）低压开关的整定及校验对保护电缆干线的装置按下式选择 IZIQe+KxIe式中 IZ过流保护装置的电流整定值，A；IQe容量最大的电动机的额定起动电流，A；Ie其余电动机的额定电流之和，A；Kx需用系数，取0.5-1。按上式选择出的整定值，还应用两相短路电流值进行校验，应符合下式的要求：式中 IZ过流保护装置的电流整定值，A；Id（2）被保护电缆干线或支线距变压器最远点的两相短路电流值，A；1.5保护装置的可靠动作系数。电磁起动器中电子保护器的过流整定值，按下式选择IZIe式中 IZ电子保护器的过流整定值，取电动

52、机额定电流近似值，A；Ie电动机的额定电流，A；按上式选择出的整定值，也应以两相短路电流值进行校验，应符合下式的要求：式中 IZ含义同上；Id（2）含义同上；8IZ电子保护器短路保护动作值；1.2保护装置的可靠系数。1.1#开关KBZ-400的短路保护整定： IZIQe+ KrIeIZ=120×6×1.1+ 0.5×1.1×（328.2-120）=926A整定馈电开关IZ=1000A灵敏度系数校验：1. 满足灵敏度要求2. 2#开关QBZ-80的保护整定：Pe=40kW Ue=690VIz=Ie=46.7A 整定45A 灵敏度系数校验：1.2 满足灵敏度

53、要求3. 4#开关QBZ-200的保护整定：Pe=80kW Ue=690VIz=Ie=93.4A 整定90A 灵敏度系数校验：1.2 满足灵敏度要求4. 5#开关QBZ-80的保护整定：Pe=7.5kW Ue=690VIz=Ie=8.7A 整定9A 灵敏度系数校验：1.2 满足灵敏度要求5. 6#开关QBZ-80的保护整定：Pe=11kW Ue=690VIz=Ie=12.8A 整定13A 灵敏度系数校验：1.2 满足灵敏度要求6.照明信号综合保护的整定值，原边为3-5A，副边为10-15A即可。7.1#回风巷低压开关的整定同上。（十二）漏电保护装置和接地保护1、配电点局部接地极选用的是：直径为1.2寸,长度为1.5米的镀锌钢管制成，且管上钻有20个直径为5mm的透孔，并垂直埋入底板；局部接地线选用的是截面不小于25mm2