协41112W里段工作面综合机械化开采设计方案

1、协庄煤矿关于1202W工作面采用综合机械化开采的请示集团公司：For pers onal use only in study and research; not for commercial use我矿拟对-850水平一采区1203W工作面进行综合机械化开采，为确保工作面安全生产，特编制1203W工作面综合机械化开采方案设计，现予以呈报。当否，请批示。附：1、1203W工作面综合机械化开采方案设计2、1203W工作面平面图协庄煤矿二00六年三月二十日41112W 西段工作面综合机械化开采方案设计协庄煤矿2005 年 11 月 25 日41112W里段工作面综合机械化开采方案设计一、概况1、工作

2、面概况41112W西段综采工作面为3-4采区西翼一层煤第一个工作面。工作面南起回风巷，标高 -430.1-456.1米，北至运输巷，标高-491.8-548.0.米，工作面以东为41112W东段综采 工作面，以西为工作面切眼。41112W西段综采工作面东西走向长平均 540米，南北倾斜宽47212 米，平均108米，倾斜面积58320平方米。工作面地表标高+153.83米，煤层平均埋深643.0 米。工作面以南为与建新矿十一层矿井边界煤柱、以西为建新矿十一层越界巷道，已实施安全隔离；工作面以东41112W东段综采工作面正在开拓；工作面以北为F17-1断层。工作面上覆二、 四层煤已开采完毕，上覆

3、六层及下伏十三、十五层煤尚未开拓，-550西大巷自该工作面下方穿过。工作面范围内有253钻孔，封孔合格。工作面对应地表位置南 300米为韩庄矿工广，其余 为农田，无村庄、河流及其它建筑物。2、煤层及其顶、底板岩性十一层煤为一复杂结构煤层，中夹1-3层夹石，中间一层稳定，厚0.10.2米左右，为该 煤层主要标志之一，工作面煤厚1.51.85米，运输巷丫15点至切眼上口附近较薄，厚1.5米， w6点附近较厚,厚1.75米，平均1.65米。煤质牌号气肥煤，煤岩成分以亮煤为主，视密度 1.33t/m3。根据工作面回风、运输巷及切眼巷道揭露，该面煤层走向变化不大，为80°88°，倾向

4、NV，工作面倾角32 °。根据巷道实际揭露及附近钻孔资料分析，煤11顶板多为深灰色砂质页岩，性脆致密，层理发育，含菱铁质结核，破碎易冒落，厚 5.5米，其上为细砂岩，灰白色，泥质胶结，成分以石 英、长石为主，厚8.5米。煤11底板为泥灰岩，厚1.260m,平均0.6m,灰色，具裂隙，多被 方解石充填；其下为灰白色细砂岩，成分以石英长石为主，钙质胶结，厚度4.5米；再下下为砂质页岩，灰黑色，含植物化石碎片和黄铁矿散晶，厚3.0米。煤11底板距四灰顶30.7m，距徐灰顶75.0m。附煤质特征表：Mad(%Ad(%Vdaf (%Qb.daf(MJ/Kg)Std(%丫(mm)煤质牌号2.31

5、17.2542.7934.62.6827.5气肥煤3、地质构造特征根据工作面巷道揭露情况及上覆煤层开采资料分析，工作面J、F17-1落差大，f1在切 眼西帮，在运输巷E14点西10米处揭露，F17-1在运输巷Y3点以西30米至50米下帮处揭露, 两条断层未切入工作面，不影响工作面开采。其它断层落差较小，对工作面回采不会造成较大影 响。工作面中无陷落柱、岩浆侵入体等其它特殊地质构造。工作面揭露断层情况表编号断层性质产状落差（米）揭露点位置走向倾向倾角f1正断层50300NW60 02.04.0在运输巷E14点西10米、切1点处揭露。f2正断层30 0NW60 00.3切眼切1点南4米处揭露。f3

6、正断层65 0NW60 01.3在切眼切1点南7米处揭露。f4正断层75 0NW60 01.0在切眼切2点南23米处揭露。f5正断层65 0NW60 01.0在切眼切2点南24米处揭露。F17-1正断层70 0NW70 02040在运输巷丫3点以西30米至50米下帮处揭露工作面无河流冲刷、岩浆侵入体及陷落柱等其它特殊地质构造。4、41112W综采工作面条件评价（1）煤层条件工作面煤厚1.51.75m,运输巷丫15点至切眼上口附近较薄,厚1.5 米, w6点附近较厚, 厚1.75米，平均1.65米，。煤层赋存稳定，无岩浆侵入和冲刷带。煤层厚度较稳定，符合综采 工作面条件。（2）地质构造条件根据工

7、作面巷道实际揭露，该面共揭露断层6条（如上述），将41112W工作面进行综采地 质条件评价：引入断裂破坏指数进行评价：断裂破坏指数K=2 L/SL断层延展长度（米）S研究区段面积（公顷），工作面S=58320m=5.8公顷K=L/S=30/5.8=5.2 （米/公顷），小于50米/公顷，该工作面属于一类综采地质条件， 即在这样的块段内，地质构造复杂程度属于简单型，煤层赋存稳定，符合综采面地质条件，具有较好的经济效益。综上分析，41112W综采工作面属于一类综采地质条件，即在这样的工作面内，地质构造复 杂程度属于简单型，煤层赋存稳定，符合综采面地质条件，具有较好的经济效益。5、水文地质特征（1

8、）四灰-550 水平十一层煤 3-4 采区为-550 水平十一层上山采区，采区位于 F11 断层向西至剥蚀 边界这一水力单元内。该区由于露头远离小汶河及两岸的古河床，四灰、徐灰富水性较差。建 新矿大面积开采十三层煤至 -230 水平，四灰仅有少量淋水。采区以南为建新煤矿十一层煤， 该矿十一层煤在对应我矿 3-4 采区西部已经采至 -435 米水平， 无底板出水现象。41112W运输巷丫2点北10米处F17-1揭露四灰无水。-550西大巷西51以西沿 十三层施工，揭露顶板有少量淋水，并向西逐渐减少， -550 水平西大巷揭露四灰无水。从井下施工的水文钻孔来看， -550 水平 3-3 十一层轨道

9、上山下车场施工徐灰孔揭露，四 灰无水 ; -550 水平 3-3 十一层轨道上山下车场施工奥灰孔揭露， 四灰水量 0.4 m3/h, 水压观 测不到。-300水平3-3 十一层轨道上山上车场施工奥灰孔揭露四灰水压 2.2MPa,水量31.9m3/h。大 量事实来看，四灰浅部富水性较强，向深部富水性减弱， -50 水平以上为岩溶水， -300 水平 为岩溶裂隙水， -550 水平基本无水。 在水平方向上， 四灰表现为构造裂隙发育地段富水性较强， 正常地段富水性较弱，从多处揭露四灰揭露情况看，四灰仅有少量裂隙水，仅在构造发育处有 一定的裂隙水。从建新矿大面积开采十三层煤至 -230 水平，四灰仅有

10、少量淋水。采区以南为建 新煤矿十一层煤，该矿十一层煤在对应我矿 3-4 采区西部已经采至 -435 米水平，无底板出水现 象来看，四灰对十一层工作面开采已无水害影响。（2）徐灰从井下施工的水文钻孔来看， -550 水平 3-3 十一层轨道上山下车场施工奥灰孔揭露， 水压33.6MPa,水量0.86m/h。 550水平3-3 十一层轨道上山下车场施工徐灰孔揭露，水压3.9MPa,水量 0.5m3/h 。41112W工作面上面最大斜长L=212m左右，11煤开采深按照H=643.0m计算，煤层倾角a =32o, 则根据建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程 ，计算采动底板破坏深度 ：

11、h1=0.0085H+0.1665a +0.10792L-4.3579=34.78 米。根据建筑物、水体、铁路及主要井巷煤 柱留设与压煤开采规程 ，徐灰的突水系数 Ts：采用公式Ts=P/ （M-Cp-Z）式中：Ts突水系数，MPa/m P实际水压力，3.63.9MPa；M-底板隔水岩层厚度，取75.0 m Cp-底板采动破坏带深度，取34.78m。Z-含水层原始导高，取0。计算得Ts=0.090.1根据新汶矿业集团的经验，突水系数的临界值为0.06，而41112W工作面徐灰的突水系数高于临界值 0.06，认为该工作面有产生徐灰突水的可能性。 尤其在物探资料异常区附近的断层， 要做好密切的监测

12、工作，防止产生底板突水。从邻近 3-3 采区水文钻孔水压计算的突水系数来 看，工作面开采过程中存在徐灰出水的可能性。因此，在工作面回采过程中制定可靠的探、防 排水措施，以保证安全生产。（3）工作面老顶砂岩属弱含水层，工作面回采过程中直接顶砂质页岩冒落后会有少量裂隙 淋水。（4）预计工作面正常涌水量 0.15m3/min ，最大 0.3 m3/min 。6、其它回采技术条件（1）十一层瓦斯含量低级，无瓦斯突出趋势；（2）煤尘爆炸指数 40.64%，具煤尘爆炸危险；（ 3）自燃发火期六个月，具有自燃发火性；（4）平均地温22C，无地温异常现象。（ 5）地压：本工作面开采过程中不存在发生冲击地压的可

13、能性。7、储量计算41112W工作面倾斜面积 58320m2,平均煤厚1.65m,视密度1.33t/m 3,回采率95%Q 工业储量 =58320X 1.65 X 1.33=127983.2（吨）Q 可采量 =127983.2X0.95=121584.0（ 吨）Q 损失量=6399.1（吨）8、存在问题及建议（1）工作面直接顶局部为 砂质页岩， 性脆易冒落， 回采中应加强支护措施， 确保安全生产。（ 2）工作面以南、以西为建新矿十一层越界巷道采空区 , 虽已实施安全隔离 , 开采过程中应 注意工作面回风巷南部，若发现异常，通知调度室进行处理，保证工作面开采的安全。（3）因-550 西大巷自该工

14、作面下方穿过，工作面开采后，对该大巷有一定的影响。（4）在工作面推进至 253钻孔附近时，要注意煤层水文情况，若发现异常，及时通知调度 室进行处理。二、工作面布置及开采情况1 、巷道布置：运输斜巷：从 -550 西大巷 50 号导线点以东 16m 处北帮开门，真方位 2980，长度 45m 。 运输巷：从斜巷下头按真方位 2520 沿煤层顶板施工 500m 后，调向按方位 2230 施工 38m 至 切眼位置；再从斜巷下头按真方位 780沿煤层顶板施工 120m 后，调向按方位 810施工 645m， 调向按方位 3320 施工入仓巷 115m；辅助上山：从-550 西大巷 45 号导线点以西

15、 8m 处南帮开门， 平推见煤后按真方位 1130施工 290m,揭露断层，退回10m沿走向掘一 20m车长后，按方位215°施工5m至回风巷位置。回风巷：从辅助上山上头按真方位 80°施工335m与原41112W回风巷掘透，然后按方位 262°施工346m,调向按方位260°施工220m,最后按方位266°施工80m至切眼位置。切眼：方位 1640 长度 43m2、开采程序里段切眼长43m，初采时安装支架28架，由于上下两巷非平行布置，随采随延长，停采时面长196m，支架130架。三、工作面设备选型1、参照面11105W工作面矿压参数(见后表

16、)2、合理支护参数的计算a. 回归分析法：Ps=Ck(39hm+2.4Lf6.9N+134)=1.2 X(39 X1.65+2.4 X 31 - 6.9 X 5.5/1.65+134)2=299.7KN/m 2式中： Ps 支护强度， KN/m2；hm 采高， m；Lf 初此来压步距， m；N 采空区充填系数；Ck 备用系数，一般取 1.2 - 1.4 ；N= hi/h m式中： hi 直接顶厚度， m；hm 煤层采高， m；b. 6 至 8 倍采高的岩石重量对支柱造成的载荷强度2P=8hYg=8 X 1.65 X 2.4 X 9.8=310.464KN/m2通过上述计算 , 按 8 倍采高计

17、算支柱载荷最大。同煤层11105W综采工作面矿压观测参数参考表号项目单位同煤层实测1顶底 板条 件直接顶厚度m8.7基本顶厚度m12.6直接底厚度m0.22直接顶初次垮落步距m73初次 来压来压步距m31最大平均支护强度Kn/m 2410来压显现程度不明显4周期 来压来压步距m13最大平均支护强度Kn/m 2390来压显现程度不明显5平时最大平均支护强度2Kn/m3806直接顶悬顶情况m无7底板容许比压MPa7.638直接顶类型类19基本顶级别级I10巷道超前影响范围m上巷19m下巷21m根据以上矿压参数及支架阻力计算，液压支架选型为:型 号：ZY260(X0920初撑力：1972 KN支架宽

18、度：14101580mm 采煤机：型 号：MG132/320-W滚筒直径：1400 mm截割功率：320KW工作阻力：2600KN支架高度：9002000mm支护强度：0.550.63MPa采 高：1.42.7m截 深：600 mm过煤高度：380mm电压等级： 1140V 刮板输送机（ 1 部）：型号： SGD630264功 率： 264KW运输能力： 400T h链 速： 0.93ms刮板链形式：中单链刮板间距： 1080mm中 部 槽：1500X 630X 222m（长X宽X高）4、转载机（ 1 部）型 号： SZD630/110运输能力： 500t h功 率： 110KW运输长度： 4

19、5m链 速：1.34 m s中 部 槽：1500X6 30 X 222m（长X宽X高）四、通防系统（一）通风系统1、回采工作面风量计算按集团公司通风实施细则计算风量：Q采=60X H均 X B均 X VX PX KlT=23°C, V=1.3m/s，面长=108m H 均=1.65mK L=1.3 P=0.753Q采=60X 1.3 X 3.98 X 1.65 X 0.75 X 1.2 X 1.1 X 1.15=583m'/min2、通风路线进风路线：副立井-550W大巷41112W运输巷41112W工作面回风路线：41112W匸作面41112W回风巷31112W回风巷3-3

20、 十一层回风上山-300W 回风大巷中部风井底地面3、通风监测仪器型号及数量监控系统型号：KJ70型煤矿安全监控系统系统设备数量、位置：系统分站电源各 1台，在-550西大巷41112移便处；瓦斯传感器 1台，在41112W匸作面上出口 10米范围内；风速传感器1台，在41112W匸作面回风巷内；馈 电传感器2台，在41112W匸作面总开关处和41112W匸作面回风巷分路开关处；断电器执行器 2台，分别在41112W工作面总开关处和41112W工作面回风巷分路开关处；电缆PUYVRX4X7/0.47 共需 2500米。控制区域：工作面上出口瓦斯传感器：瓦斯浓度达到1.0%时报警，达到1.5%时

21、，断电，其范围是工作面及回风巷内全部非本质安全型电器设备。序号名称型号数量（台）1监测系统分站KJ31.112电源箱KDW-1713瓦斯传感器KGJ1514风速传感器KGF-215馈电传感器KGT1626开停传感器KGT907电缆PUYV398电缆PUYVRX4X 7/0.472500M9断电器.KHJ6.32（二）采区防尘1、综合防尘要求回采工作面防尘 回采面投产前先在煤层内注水，预先润湿煤体，注水后煤体水分增加不少于1%含水率在4加右。 在运输巷转载点处，必须安装喷雾防尘装置，并设专人负责管理。 进、回风巷距工作面50m内设置净化风流水幕，并正常使用。 运输巷、回风巷必须按规定周期清扫或冲

22、洗煤尘，并清除堆积的浮煤。 必须安设综采随机联动吐露装置，并正常使用。其它地点防尘 运输上山内各转载地点，均应设置喷雾装置，转载时实施自动喷雾。 皮带运输巷内防尘管路每50m设一个三通阀门，以供洒水冲尘，其它地点每100米设一个三通通阀门。2、防尘系统采区内防尘水源来自-50水仓，防尘水经-300人行暗井一一-300西大巷一一3-3 十一层轨 道下山一一-550西大巷一一41112V工作面上、下平巷。上平巷必须安装 4寸防尘管路，下平巷 防尘管路不低于2寸，工作面上平巷必须安设水压表。3、隔爆设施水袋棚采用集中式布置，每组用水量按所在巷道断面计算应不小于200升 /m2,棚区长度不小于20米，

23、距工作面60米200米。水袋棚安设好后，要指定专人管理，并经常保持水袋的完好 和规定的水量 五、运输系统41112W里段综采面运输设备选型面上用 MG132/320-V煤机一SGD-630/264 溜子一 T 转载机一STJ1000/125 X 2 皮 带机SZD-630/110溜子3T底卸式矿车1、运输巷长600米，倾角-5.5。，选择125皮带机按 Q=400t/h，皮 STJ1000/125X 2 带基础数据：V=2m/s,功率 250KV；原煤容重 丫 =0.9t/m ;动堆积角P =30°运距L=600m带宽B=900mm围包角a =455°(传动原理图如图所示)

24、7a&f10ZD2 a(1) 带宽的校验根据公式B 2=q/kvcy其中：K为货载断面系数，据p =30°,取K=458C为输送机倾角系数取0.95400疋=0.5107458X 2X 0.9 X 0.95B =0.715m v 0.9m故取带宽0.9m满足要求，胶带型号为1000S整芯阻燃带，每米自重12.15kg(2) 胶带运行阻力的计算有关参数计算胶带每米载重 q=Q/3.6v=400/(3.6 X 2)=55.6kg/m胶带自重qd=12.15kg/m上托辊每米线质量 qt'=G'/Lt'=14/1.5=9.4kg/m下托辊每米线质量qt ”

25、=G"/Lt"=12/3=4kg/m圆周力计算Fu=CfLg (2 qd+ q ) CO$ + qt'+ qt ” +qHg取附加阻力系数C=1.20模拟磨擦系数 f=0.03Fu=CfL (2 qd+ q ) C0$ + qt'+ qt ”-qHg=1.20 X 0.03 X 600X 9.81 (2X 12.15+55.6 ) COS5.50+9.4+4 55.6 X 9.81 X 600X SIN5.5 o=19692-31366=11675N 胶带最大张力计算：Fmax=F10= Fun/ (eua - 1) +1n- 摩擦力备用系数 ,取1.15-

26、1.2, 此处取 1.2a -胶面滚筒摩擦系数,取0.2Fmax=F10= Fun/ (eua - 1) +1=11675 X 1.2/( 2 .72 (7.94 X0.2) -1 )+1=15177Nc、校验输送带强度S -1000S整芯胶带抗拉强度为1000( N/mmB- 胶带宽度m-胶带安全系数m=(900X1000)/15177 =59 12皮带强度满足要求。 电机功率电机功率 N=1.2FuV/1000n =1.2 X 11675X 2/850=32KW此处取电机功率备用系数为 1.2电机传动效率为 0.85电机功率250KV,符合要求。虽然正常运行是皮带机的负荷小，但在启动是负荷

27、大，因此选择 125 双机。2、长 40 米，倾角 25°的小轨道选用SGW-40刮板输送机一部，长度为40m运输量Q=400t/h，倾角为25°,功率为80KW, 链速 0.86 米/秒；挡煤板高 0.3 米；( 1 )货载断面积校验刮板输送机每米载重 q=Q/3.6v=400/(3.6 X0.86)=129kg/m根据公式q=1000F 丫F= q/1000 书 丫 =129/1000 X 0.8 X 0.9=0.179 米 2书-货载装满系数(取0.8 )丫 -货载的散集容重(取0.9吨/米3)货载实际断面积 F0=0.6X 0.3+0.1 X 0.5+0.5 X 0

28、.3X 0.6Xtg20°=0.26 米 2> 0.179 米 2故加高挡煤板后，货载实际断面积满足要求。( 2)刮板运行阻力的计算：重段阻力计算Wzh= qL ( 3 CO串-SIn B ) +SL ( 3 ' COSB -Sin B )=(q3 + q°3)LCOB + (q+ qo) L Sin B=(129X0.8+24X0.35)X 40XCOS25°+ (129+24)X 40XSin25° =4046+2586=6632Kg空段阻力计算WK= q 0L(3' COSB +SinB)=24X 40( 0.35X COS2

29、°5 +Sin25°)=710Kg3煤在溜槽中的阻力系数( 0.6-0.8 )3 ' 刮板链在溜槽中的阻力系数( 0.2-0.35 )q0- 刮板链单位长度重量B 刮板输送机运输倾角( 3 )电机功率校核主动链轮的牵引力 W0=1.1(Wzh+ WK)=1.1X(6632+710)=8076Kg电机功率 N0=1.2 W0V/102 n =1.2 X 8076X 0.86/81.6=102KW此处取电机功率备用系数为 1.2电机传动效率为 0.8所选电机功率为110KV,故符合要求。( 4 )刮板链强度校核SGW-40链条选用双圆环链，规格为© 18X64

30、,每条圆环链破断拉力为35000kg，现强 度校验如下：Smin=200-300 kg ；对于双链则 Smin=2Smin=2< 300=600 kg按逐点计算法，得S2= Smin+ WKS3=1.06S2S4= S3+ Wzh由上式公式得，Smax= S4=1.06(600+710)+6632=8020kg刮板链抗拉强度安全系数2Sp入K= =2X 35000X 0.85/1.2 X 8020=603.51.2 SmaxSp 刮板链破断拉力35000kg入-双链负荷不均匀系数，取0.85刮板链抗拉强度足够。六、供电系统1、供电方式及负荷情况工作面采煤机、面溜子、转载机及下运输系统供电

31、电压采用 1140V供电，高压电源来自-850 上车场6#开关柜负荷侧。上平巷泵站绞车电源采用 660V供电，高压电源来自-850上车场6#开 关柜负荷侧。用电设备负荷情况见下表。用电设备情况及负荷统计表设备名称设备型号设备台数额定功率额定电压额定电流工作面采煤机MWG132/3201320KW1140V240A面刮板机SGD630/26412X 132KW1140V2X 96.2A转载机SZD630/55155KW1140V40A下运皮带机STJ1000/25012501140V180A通讯控制台TK2001127V运输巷乳化液泵BRW200/31.51125KW660V144A调度绞车JD

32、-55255KW660V2X 60A回柱机JH-30128.5KW660V30A回柱机JH-20T217.5KW660V2X 20照明信号综保ZXZ8-2.522.5KVA660V2、移变位置的确定工作面开关站与通讯控制台设在下平巷距工作面切眼520M处，工作面移变设在41112W回风巷轨道下头，距开关站100米。上平巷供电采用-550西大巷Z315-27移变，供上平巷绞车、泵站、 抽风机。皮带、转载机开关站设在各自的机头处，泵站开关站设在泵站处。3、变压器选择(1) 工作面移变选择变压器的计算容量为：S= KxPe /COSS =0.6(320+264+55+250)/0.7=762(KVA

33、)计算得Kx取0.6 COS ©取0.7选择KSGBY-80型矿用隔爆移动变电站一台，其额定容量为Snt=800KVA额定电压为6/1.2KV。(2) 上平巷系统移变选择变压器的计算容量为：S=KxPe/CO=0.6(125+55+55+30+20+3)/ 0.7=246(KVA) 计算得Kx取0.6 COS ©取0.7选择KSGBY-31型矿用隔爆移动变电站一台，其额定容量为 St=315KVA额定电压为6/0.66KV。4、供电电缆的选择：(1)确定电缆的型号和长度根据电缆型号的确定原则及实际情况，选择电缆的型号如下：由X23移变至工作面移变的高压电缆，选用VV22-3

34、X 35型高压电缆，其它用电设备干线电缆均选 用UP(型电缆；上平巷移变使用原在西大巷 Z315-27移变，其它用电设备干线电缆均选用 UZ型橡 套软电缆。根据电缆长度的确定原则，高压电缆实际距离乘以1.05的系数，低压电缆实际距离乘以1.1的系数。(2)电缆截面的选择 高压电缆截面的选择向工作面移变供电的高压电缆截面选择 : 按长时允许负荷电流选择。根据实际情况，现有 V V22-3X 35的电缆，截面35mm最大长时工作电流138A,移变的额定电流=77A<138A选用V V22-3 X 35的高压电缆满足要求。向上平巷移变供电的高压电缆截面选择 : 按长时允许负荷电流选择。根据实际

35、情况，现有 MYJV22-X 70的高压电缆，截面70口市最大长时工作电流215A,移变的额定电流 =30A+77=107<215A选用MYJV22-3X 70的高压电缆满足要求。 低压电缆截面的选择A、 选择支线电缆截面。支线电缆的截面按机械强度和长时允许电流选择和校验，以面刮板机电 缆为例：查表知，选择满足机械强度的最小截面为 50 mrh其长时允许电流为173A面刮板机额定电 流193A,故不选择50 mm电缆。用70 m純缆，其长时允许电流为215A面刮板机额定电流193A 故选择70 mn2电缆。按照同样方法，选择出其它支线电缆截面。B、选择干线电缆的截面以面开关站为例，按允许

36、负荷电流初选其截面Ica=Kx 刀 Pe/ V3UeCO$ =0.7X889/选择双路95 mm电缆，其允许负荷电流：2 X260=520A,电缆截面符合要求。 根据电压损失校验电缆截面校验 KBSGZY-800A、干线电缆的电压损失Ue:移变距开关站的距离为110M按电压损失校验电缆截面：3刀 Pe KxLg10889X 0.7 X 1000X 110 ug= =7.4VDUeSg 42.5X 1140X 190式中， D :导电系数，铜芯橡胶D=42.5,m/( Q .mm );刀Pe：电动机额定功率，KW;Sg：干线电缆截面，mm2;Ue：额定电压Kx:相应于刀Pe的需用系数；取0.7L

37、g：干线电缆长度，mB、支线电缆的电压损失 Uz:以采煤机支线电缆为例Pe KfLz10 3320X 0.7 X 620X 1000=4.8V Uz=DUeSz n e 42.5X 1140X 70X 0.85式中:D:导电系数,铜芯橡胶D=42.5,m/( Q .mni );Pe：电动机额定功率，KWKf：负荷系数； 0.7Lz:支线电缆长度,m； 480m.Sz：支线电缆截面，.mm2； 70 mnin e：电动机效率；0.85Ue：额定电压；1140乂C. 变压器的电压损失 Ub:刀 Pe KxRb+E Pe Kxtg © pj Xb Ub= Ue889X0.7X 0.0135

38、+889X=51.3V1.14式中，Rb :变压器绕组的电阻值，Q; 0.0135 QXb:变压器绕组的电抗值， Q; 0.1072 QTg© pj:对应于COSp角度的正切值.0.75Ue：变压器二次额定电压，.1.14 KVKx:相应于刀Pe的需用系数；取0.7D. 电压损失合计： UM Ub+A Uz+A Ug=51.3+4.8+7.4=63.5V 允许电压损失 : Ug=Ube-Udy=1200-0.95X 1 140=1 17V故选电缆截面满足要求。 与以上方法相同，校验其它电缆截面均满足要求。5、短路电流的计算及灵敏度校验根据图表法 , 查得各点的短路电流。 灵敏度校验值

39、有的大于 1.5, 符合要求；灵敏度校验值有的 小于 1.5, 不符合要求6、电气设备的选择供工作面移变选用高低压一体的隔爆移动变电站，高压侧配电装置的额定电流为250A,变压器的额定电流为77A,满足要求。供上平巷泵站及运输巷皮带移变选用高低压一体隔爆移动变电站，高压侧配电装置的额定 电流为250A,变压器的额定电流为30A,满足要求。工作面溜子额定电流为193A煤机额定电流为240A,各选用QJZ-315/1140型磁力开关,250 皮带机额定电流为180A,选用QJZ-300/1140型磁力开关，额定电流为300A,转载机额定电流为 40A,选用BQD-120/1140,满足要求。工作面

40、与运输巷负荷889KW额定电流653A，选用一台BKZ-400/1140型馈电开关与一台BKDZ-630/1140型馈电开关并联,额定电流1030A,满足要求。根据低压电气设备的选择原则,可选择出其他馈电开关、磁力启动器的型号。7、保护装置的整定计算(1)高压侧整定工作面1140V移变高压侧整定过流： 1.2-1.4ldz=(Iqd+Kx 刀 le)=1.3 X (1400+0.7 X 413)/5=439A,取440A。Kb过载：按额定电流整定650Iz<=130A,取 90A。5(2)上平巷660V移变高压侧整定过流：1.2-1.4Idz=(Iqd+Kx 刀 Ie)=1.3 X (9

41、36+0.7 X 170)/ 9= 130A,取 150A。过载：按额定电流整定IzKb310<=36A，取 30A。9（3）低压侧总开关整定 工作面 1140V 移变低压侧总开关过流整定： （ 630）Idz > （Iqd+Kx 刀 le）= 1400+0.7 X 220=1440A取 1260A。过载：按额定电流整定Iz< 刀 le =460A，取441A。 工作面 1140V 移变低压侧总开关过流整定： （ 400）Idz > lqd= 1186,取 1200A过载：按额定电流整定Iz< 刀 Ie =180A，取 160A。七、综采支架运输能力验算（一）运输

42、线路由矿里维修中心装车，由8T或2.5T架线电瓶车牵引一 1#付井井口，经1#付井下松一 -300 井底车场，由10T架线电机车牵引-550暗井上车场，经-550暗井下松-550井底车场，由 10T架线电机车牵引一 -550西大巷架线未段，由一部2.5T电瓶车牵引-41112W0风巷一段轨道下 变坡点，由轨道上头30T回柱绞车提升（缠绕1寸绳，运输距离285米，最大坡度220）-轨道上 头30T回柱绞车前，由轨道30T回柱绞车下松至轨道片口车场-由轨道上头 20T回柱绞车提升（缠 绕1寸2绳，运输距离40米，最大坡度340）-轨道上头20T回柱绞车前-55KW绞车对拉绞车外滑 头处-使用55K

43、W绞车对拉绞车运输（缠绕7分绳，运输距离780米，最大坡度18°）-切眼以外车 场。（二）各提升环节能力验算1 、1 副井绞车提升综采支架能力验算、 技术特征：提升机型号： 2JK-3.5/20钢丝绳规格：6*7- © 34.5-167-特最大静张力： 15000Kg 最大静张力差： 10500Kg 电动机型号： YR143/39-12 电动机功率： 630KW 矿车连接器强度的验算F=Q（Sina+?1cosa）=9200（sin 19。15' +0.015 X cos19015'）=9200 （0.3296+0.0141 ）=3162 Kg<600

44、0Kg式中：Q液压支架和托盘重量（9200Kg 提升钢丝绳安全系数的验算提升钢丝绳最大静张力 Fjm 的计算：Fjm=Q（Sina+?1cosa）+PLc（sina+ ? 2cosa）=9200（sin 19。15' +0.015 X cos19015' ）+4.547 X 1395（sin19。15' +0.2cos19015'） =3162+3283=6445Kg<15000Kg式中：Q液压支架和托盘重量(9200Kg) a 井筒倾角(19°15')?1容器运行阻力系数 取 0.015 ?2钢丝绳运行时与托辊和地板之间的阻力系数取 0

45、.2P提升钢丝绳每米重量(4.547Kg/m) Lc 钢丝绳最大倾斜长度 (1395m) 提升钢丝绳安全系数的验算： m=Qd/Fjm=73750/6445=11.4 式中：m-实际安全系数Qc钢丝绳中所有钢丝的破断拉力总和。 符合煤矿安全规程第 400条的规定 提升系统总变位质量工m的测定总变位质量的计算：艺 m=1/g(Q+2PLp+2Gt+Gj+Gd)2=1/9.81(9200+2 X 4.547 X 1800+2X 140X 22+20529+41024)=1/9.81(9200+16369.2+1120+20529+41024)=1/9.81 X 88242=8995(Kg)式中：K

46、gQ-液压支架和托盘重量(9200Kg)Lp 实际长度 mG j 提升机变位重量 KgKg工m-提升系统总变位质量 P主绳每米质量Kg/m G 天轮的变位重力Kg G电动机转子的变位重量 提升机强度的验算：a) 最大静张力 Fjm 的验算：Fjm=6445KgC Fje=15000Kg 符合要求b) 最大静张力差 Fjc 的验算Fjc =Q(sina- ?1cosa)- nQz (sina+ ? 1 cosa) +PLc(sina-?2cosa)=9200(sin 19 015' -0.015cos19 °15' )- 5 X 670X (sin19 °15

47、' +0.015cos19°15' )+4.547 X 1395(sin19 °15' -0.2cos19 °15')=2902-1151+698=2449(Kg) < Fce=10500Kg 符合要求 提升机制动装置的验算：制动力矩的验算所需用的实际制动力矩M jm= Fjc* D/2= 2449*1.75=4285.75(Kg?m)所选用的制动力矩的确定：Mz> 3Mn=3X 4285=12855(Kg?m)Mz< 5 艺 m? Mk =5 X 8995X 3.5/2 4436=74270( Kg?m)实际确定

48、：Mz= 22100Kg?m制动力矩的验算：Mz= 22100Kg?m>3Mi=3X 4285=12855 (Kg?m) 制动器制动油压的验算：整定油压 56Kg/cm2 是根据实际确定制定力矩计算得到的，由于实际确定制动力矩未变，因 此油压值未变。按制动油压 5.6MPa 对制动减速度进行验算按公式Px=Fjcs/Fjce x P1+C进行计算式中： Px 实际确定的工作油压 56(Kg/cm2)Pi按Fjce(10500Kg)所确定的工作油压值 41.2 (Kg/cmi)C盘式制动器各阻力之和折算成的油压值16.5 (Kg/cm2)Fjcs=MZ/ Rz ，Rz 取1.87M Z=

49、Fjcs* Rz=(Px C) *Fjce*P 1=(56-16.5)*10500*1.87/41.2 = 22100Kg?m 减速度的验算：上提重载：ah=2(Mz+Mjm)/E m*D=2(22100+4285)/ (8995x 3.5 ) =1.68<3.7=Ac 符合煤矿安全规程第 433 条规定 下放重载：ah=2(Mz-Mjm)/ 刀 m*D=2(22100-4285)/8995 x 3.5=1.14 > 0.3Ac=1.02 符合煤矿安全规程第 433 条规定 式中：Ac=g(sina+ ?1cosa)=9.81(sin 19°15' +0.015c

50、os19°15')=3.373(m/s2)均符合要求。 电动机容量的验算式中：N=K*Fjc*V/102* n=1.2*2449 *4.67/102*0.85=158KW630KW符合要求n :传动效率：n =0.85K:电机备用系数：K=1.2V:最大速度：V=4.67m/s通过以上验算得知，提升钢丝绳安全系数、提升机强度、制动力矩、制动减速度、电动机 容量均满足要求，具备下放液压支架的要求。2、-550 暗斜井绞车提升综采支架能力验算1 )原始参数： 绞车型号：2JK-2.5/20A，滚筒直径2.5米，最大静张力90KN对应制动油压5.3Mpa,运 动部位变位质量1920

51、0Kg,制动闸8对，制动面积94cm2制动半径1.64m,提升最大速度3.8m/s。 电动机型号JR157-10，功率260Kw 转子转动惯量额定转速585rpm,额定 电流 329A。 轨道长度718m最大倾角20.5 °0 提升方式：斜井串车，提升矿车 5辆，矿车自重620Kg,提升载荷1700Kg (煤)，综采 支架自重8200 Kg,平盘车自重1000 Kg。 提升钢丝绳直径32mm钢丝绳单重3.857Kg/mm2)制动力矩验算 提升钢丝绳安全系数的验算： 最大静载荷的计算： 提升综采支架：Fj = ( Q综 + Q 平)(sin a +f 1COS a )+plC(Sina

52、 +f 2C0S a )式中：Q综一一综米支架自重 8200KgQff平平盘车自重 1000 Kg a 轨道倾角 20.5°1 矿车运行阻力系数 0.0152 钢丝绳运行阻力系数 0.2PL钢丝绳单重 3.857Kg/m轨道长度 718mF= (8200+1000 x( Sin20.5 ° +=3351+1489=4839Kg 钢丝绳安全系数验算： 提物：m物=Fs/ F 物 ma=68650/4839=14.2>7.5 综上所述：钢丝绳安全系数符合煤矿安全规程要求。3、最大提升静张力的确定1 )最大静张力的验算：Fjmax = (Q综 + Q 平)(sin a +f

53、 1cos a )+plc(sin a +f 2cos a ) =4839 Kg <9000Kg2)静张力差的计算：Fcmax=Q(sin a +f 1cos a )+(nQ 车+Q平)f 1+ plc(sin a +f 2cos a ) =8200 x( sin20.5 ° +=2987+61.5+1489=4537 Kg<5500 Kg4、提升系统变位质量的计算：电机：GD (i/D ) 2=300 (20/2.5 ) 2=19200Kg 天轮： 1394.4Kg 钢丝绳： 3.857x1200x2=9256kg 提升容器： 9200kg 提升机变位质量： 21184

54、 则：艺 G=Q+2pl2nqz+Ga+Gd+Gj=9200+5x 620+2x3.857x 1200+19200+21184+1394.4=58707kg艺 M=2 G /g=58707/9.8=5991Kg.s 7m5、制动油压值的确定(按提物时计算)：1 )制动力矩的确定 根据规程第 432条规定：全部制动力矩与最大静力矩的比值应大于 3 最大静力矩的计算(按提物)：Mjmax=FcmaxD/2=5671 Kg.m 取 K=3Mzh> 3X 5671=17013 Kg.m 按下放重物时减速度不小于 0.75 米/秒计算制动力矩：Mzh> a艺 M物.D/2+Mjmax=0.75 x 5991 x 2.5/2+4839=10456 Kg.m 按上提重物时减速度不小于 Ac计算制动力矩： Ac=g(sin a +f1cosa )=9.81 x (sin20.5+2=3.60m/s 2Mzh< Ac艺 MD/2-Mjmax=3.6 X 5991X 2.5/2-4839=22121 Kg.m 制动力矩的确定：( 1 )( 2)(3)可以同时满足取 Mzh =18000 Kg.m 实际制动力矩的倍数：K= Mzh/ Mjmax=18000/4839=3.