开采设计-2221工作面顶板支护设计方案

开采设计2221工作面顶板支护设计方案目录一、工作面概况……………………2二、2221面使用综采的可行性分析………………2三、开采方案………2四、工作面的设备选型……………8五、工作面通风系统……………16六、……………17七、……………21八、……………22九、………………32十、工作面辅助运输…………37十一、…………43十二、…………………47十三、主要技术措施……………49一、工作面概况（1）概况2421（东）工作面位于-1050水平二层煤二采区第Ⅰ亚阶段。东临f1断层，西至煤柱保护线，南至F10-5断层，北部未开采。下伏2421工作面采空区。以f2断层为界，断西工作面走向长460～765米，平均走向长612米，倾斜长166～182米，平均倾斜长174米。倾斜面积为108664平方米。工作面标高为-750～-850米。断东工作面走向长197～324米，平均走向长261米，倾斜长143～174米，平均倾斜长159米。倾斜面积为45319平方米。工作面标高为-740～-819米（2）煤层情况：（1）煤层稳定，结构复杂，变异系数为8.7％，可采指数为1，含夹矸1～2层。第一层夹矸变化较大，岩性为浅灰白色砂岩，较坚硬。运输巷从A25点前8米至K1点，第一层夹矸由0.3米逐渐变为0.2米。回风巷从H22点前19.6米至H27点前54米，第一层夹矸由0.3米变为0.1米，并逐渐消失。第二层夹矸厚度较稳定，厚度在0.02m左右。断西工作面煤层倾向28～40度，倾角26～24度，平均倾角25度。平均煤厚2.6米，煤层厚度2.4～3.44米之间。断东工作面煤层倾向294～299度，倾角25度。平均煤厚3.1米，煤层厚度2.92～3.52米之间。（3）煤层顶底板情况：煤层顶板为粉砂岩、灰色、层理不发育，厚1.5米，抗压强度7.7Mpa。向上变为砂岩，中厚层理，致密坚硬，抗压强度38.4Mpa。底板为灰色粉砂岩，厚度为0.2米，抗压强度19.0Mpa。向下为灰白色砂岩、粉砂岩，厚4.3米，渐变为泥岩。（4）地质构造工作面地质构造较复杂，工作面共揭露14条断层，其中f1断层在工作面以外，对回采无影响。断西工作面从东向西煤层走向为298度～310度，断东工作面从东向西煤层走向为294度～299度。（5）、储量：分别计算两个工作面的储量。其中2422工作面以f2断层为界分为东西两大块段。。储量计算结果详见表四： 储量计算表表四：储量情况块段号走向长（m）(游标值)倾斜长（m）（常数）斜面积（m2）煤厚（m）容重（t/m3）工业储量（万t）回采率（％）可采储量（万t）I6301721086642.61.3839.09537.0II310146453193.11.3819.09518.0合计58.055.0二、2221工作面使用综采的可行性分析二层煤是我矿的主采煤层，煤层赋存条件好，煤层稳定、结构复杂，地质构造以断层为主，煤层厚度稳定，适合综合机械化采煤，无论在技术上还是在经济上考虑都是合理可行的。三、开采方案根据2221面运输巷、回风巷揭露的煤层厚度看，平均在2.85米左右，从A27导线点向里至工作面切眼300米范围，煤层厚度发生了较大变化，煤厚在3.14～3.54米之间；由于我矿现使用的支架主要有三套：ZY2400/12/26、ZY2600/09/20、ZY2800/14/32三种轻型掩护式支架；以ZY2800/14/32支架支护高度最大，最大支撑高度在3.2米。鉴于该工作面状况，如使用ZY2800/14/32支架，需降低采高留底煤开采，势必造成开采困难和资源的丢失浪费。根据2221面的实际情况,改选支撑高度最大高度3.6米,最低1.5米的轻型掩护式支架，使用大采高3.6米的支架可以一次采全高，杜绝支架超高使用现象，并且在安全上有一定保证。2221工作面已放出，预计6月投产。可采储量55万吨，工作面倾斜平均长159米，走向长平均875米；自开切眼向外揭露一条落差4.0米断层，对工作面开采影响较大，2221工作面，设计切眼133米，一次性安装支架88架，斜盘预计长115米，采取上头延长运输机，增加支架的方式开采；工作面最长可达188米，工作面共需125个支架。工作面安装前，需要对切眼刷大，规格为：刷大后切眼高度不小于2.2米，宽度不小于5.5米。附工作面巷道支护断面图：支护说明表掘进断面9.72锚杆名称螺纹钢锚杆锚固剂规格Φ28×350净断面8.84锚杆规格Φ20×2000Φ20×2200锚固剂数量27.5块/米巷道形状梯形菱形网1.0×3.4m1.4×2.4m1.1×2.4m锚杆用量13.75根/米支护形式锚网带顶板排距800间距850单位mm铁托盘M(w)形托盘球形托盘上帮下帮800间距9001100比例1:502、运输巷支护说明表掘进断面10.07m锚杆名称螺纹钢锚杆锚固剂树脂锚固剂净断面9.36m锚杆规格Φ20×2000Φ20×2200锚固剂数量27.5块/米巷道形状梯形菱形网1.4×2.4m1.1×2.4m锚杆用量13.75根/米支护形式锚网带顶板排距800间距900单位mm铁托盘M(w)形托盘球形托盘两帮排距800间距1000比例1:503、刷大后切眼维护图注明：刷大切眼净高不低于2.5米，净宽不低于5.5米，采用锚带、单体及锚索配合支护。4、切眼上头斜盘支护说明表掘进断面7.6m锚杆名称螺纹钢锚杆锚固剂树脂锚固剂净断面7.08m锚杆规格Φ20×2000Φ20×2200锚固剂数量22.5块/米巷道形状梯形菱形网1.4×2.4m1.1×2.4m锚杆用量11.25根/米支护形式锚网带顶板排距800间距900单位mm铁托盘M形托盘球形托盘上帮下帮排距800间距10001100比例1:50四、工作面的设备选型a）支架选型原则：综采工作面支架架型是否与工作面地质条件相适应，是综采工作面安全生产的关键。主要考虑以下几个方面：1、井深压力大，所选支架必须具有足够的支护强度，较好的支护性能。2、煤层倾角较大（250），支架必须有可靠的防倒、防滑机构。3、压力大，井巷变型严重，所选支架不易太重，适应性要强，应考虑轻型支架为宜。根据综采支架选型原则结合我矿四层煤赋存条件，确定采用轻型掩护式支架。（1）支架高度的确定：根据2221面煤层厚度2.60～3.52米，确定支架的支撑高度在1.5～3.6米之间。（2）工作阻力和支护强度的确定：根据同水平同煤层3219工作面矿压参数进行分析计算1、3219工作面生产条件:工作面编号:3219;采高1.68m;煤层倾角：17°；距地表垂高766.4m；柱梁型号：DZ20、22-30/100单体液压支柱、HDJA-800金属铰接顶梁；支护方式：排距：0.8m；柱距：0.6m；最大控顶距：4.5m；最小控顶距：3.7m；支护密度：2.08根/m²；支护强度:38.2t/m²；切顶方式:临时密集；支回方式：见四回一；放顶步距：2、矿压参数同煤层3219工作面矿压参数表序号项目单位数值序号项目单位数值1顶板分类直接顶类别类16周期来压来压步距m14.4基本顶分级级=2\*ROMANII支柱载荷平均值KN116.3最大平均值236.22底板分类底板类别类=4\*ROMANIV顶板下沉量平均值mm342.8底板比压MPa30.5最大平均值357.53直接顶初次垮落步距m8顶板下沉速度平均值mm/h7.41最大平均值7.714初次来压来压步距m357全部观测段支柱载荷平均值KN124支柱载荷平均值KN117.7最大平均值242最大平均值244.9顶板下沉量平均值mm216.9顶板下沉量平钧值mm321.7最大平均值233.6最大平均值343.8顶板下沉速度平均值mm/h5.23顶板下沉速度平均值mm/h8.67最大平均值5.61最大平均值9.27离散系数0.275超前压力影响范围上平巷m26下平巷m23①回归分析法Ps=CK（39hm+2.4Lf-6.9N+134）=1.4×（39×2.85+2.4×35-6.9×2.8+134）=433.76KN/m2=0.43MPa其中：Ps———支护强度，KN/m2CK———备用系数，一般取1.2～1.4Lf———初次来压步距，35；N———采空区充填系数，2.80；式中：N=hi/hm=8/2.85=2.80hi———直接顶厚度，8hm———煤层采高，2.85②位态方程法.Ps=A+KO×△hO/△hTA=hi×γ=8×2.5=20t/m2=200KN/m2KO=PO-A=244.9-200=Ps=200+44.9×0.3438/0.285=254.13KN/m2=0.25MPa其中：hi——————————直接顶厚度，8.mγ—————直接顶岩石容重，2.5t/m3KO—————位态常数PO—————顶板来压时的载荷平均值244.9hO—————来压时顶板下沉量的平均最大值，343.8hT—————要求控制的顶板下沉量，285mm③周期来压时支架的最大载荷平均值计算法.a、防止直接顶初垮时沿煤壁子切顶的支护强度P1=（Mz×γ×L0）/2Lr=（8×2.5×8）/（2×4.5）=17.77t/m2=177.7KN/m2=0.1777MPa其中：Mz——————直接顶厚度，8mγ——————直接顶岩石容重，2.5t/m3L0——————直接顶初垮步距，8mLr——————最大控顶距，4.5mb、7倍采高的岩石重应力对支架造成的载荷强度P2=7×hm×γ=7×2.85×2.5=49.8t/m2=488KN/m2=0.488MPa其中：hm———煤层采高，2.85mγ———顶板岩石容重，2.5t/m3c、基本顶初次来压时的支架载荷强度P3=A+Pe=A+KO×△hO/△haA=MZ×γ=8×2.5=20t/m2=200KN/m2K1=p×n=117.7×2.08=244.8KO=K1-A=244.8-200=44.8P3=A+KO×△hO/△hT=200+44.8×0.3575/0.285=256.2KN/m2=0.26MPa其中：A———直接顶给定载荷；Pe———基本顶对支架的动压强度；KO———————实测支架对基本顶的作用力；hO———参照面顶板的最大下沉量；357.5mmha———————控制顶板的下沉量285mm经以上计算，确定工作面合理支护强度为0.49MPa，所选用支架的支护强度应大于0.49MPa，建议选取支撑高度最大不低于3.6米,最小支撑高度不超过1.5米的轻型掩护式支架。3、选取液压支架技术特性（一）型号：ZY3200／15／36高度：1600－3600mm宽度：1420－1590mm中心距：1500mm初撑力（P＝31.4Mpa）：2238－2617KN工作阻力（P＝40.5Mpa）：2735－3198KN支护强度（f=0.2）：大于0.47～0.60Mpa对底板比压（f=0.2）：前尖端1.2－1.8Mpa操纵方式：本架控制泵站压力：31.4Mpa重量：11.5T（二）.立柱（带机械加长段）缸径：φ230mm柱径：φ210mm机械加长杆：φ179mm行程（液压／机械）：1895（1040／855）mm初撑力：1308（P＝31.5Mpa）KN工作阻力：1600（P＝38.5Mpa）KN（三）平衡千斤顶数量：2根缸径／活塞杆：φ125／φ70mm行程：700mm初撑力（推／收）：386／265（（P＝31.5Mpa）KN工作阻力（推／收）：472/324（P＝38.5Mpa）KN（四）推移千斤顶数量：1根缸径／活塞杆：φ160／φ75mm行程：700mm推溜力／拉架力（浮动活塞式）179／455（P＝31.5MPa）KN（五）侧推千斤顶数量：3根缸径／活塞杆：φ63／φ45mm行程：170mm推力／收力：98／48（P＝31.4Mpa）KN（六）护邦千斤顶数量：1根缸径／活塞杆：φ100／φ70mm行程：420mm初撑力（推／收）：158/108（P＝31.5Mpa）KN工作阻力（推／收）：302（P＝38.5Mpa）KN根据以上计算、分析结果选用支架型号为：ZY3200／15／36）。ZY3200／15／36）液压支架的主要技术参数：型号：ZY3200／15／36）工作阻力：2735－3198KN初撑力：2238－2617KN支架高度：1500-3600支架宽度：1420-1590mm支护强度：0.47对底板比压（前端值）：1.2－1.8MPa由于工作面合理支护强度为0.49MPa，ZY3200／15／36型支架的支护强度为0.47-0.60MPa>0.49MPa，因此所选支架满足要求。建议采用ZY3200／15／36型支架，预防机道片帮、掉伪顶，支架超高使用现象的出现。b）采煤机选型原则：1、选用的采煤机要有足够的生产能力。2、煤层倾角25度，采煤机要有可靠的制动防滑能力。3、适应采高及与支架动输机的配套要求。根据以上原则选用：MG300/700-W型采煤机，其主要技术参数：采煤机型号：MG300/700-W采 高：1.8～4.2m截深：630m适用倾角：≤450牵引力：500kN滚筒直径：φ2000；滚筒转速：30r/min牵引速度：0～11m/min机面高度：1726mm牵引型式：齿轮－销轨最小卧底量：265mm灭尘方式：内外喷雾装机功率：700KW电压：1140V机重：41Tc）、工作面运输机1、选型原则：(1)具有足够的运输能力。(2)煤层平均倾角25度，输送机要具有可靠的防下滑装置。(3)满足与综采支架、煤机间的三机配套要求。选用：SGD-730/400W型中单链刮板输送机作为工作面运输机。2、SGD-730/400W中单链刮板机技术规格1．主机设计长度：210m出厂长度：200m输送量：400t/h垂直方向弯曲：正负30水平方向弯曲：正负10中部槽规格：1500×730×248哑铃销连接强度：1500KN2．刮板链型式：中单链规格：φ30×108mm刮板链速0.93m/s刮板间距：1080mm圆环链破断接力：≥1130KN3．电动机型号：YSB－132转速：1475rpm电压：1140／660V功率：132KW4．减速机速比：39.86：1冷却形式：水冷5．开关：DQZBH-300／1140V6．卸载方式：端卸7．传动布置方式：平行8．紧链方式：闸盘紧链d）：转载机选用：SGD630/110中单链刮板转载机，技术规格：1．主机设计长度：35米订货长度：45米输送量：500吨／小时中部槽规格：1500×630×222mm2．刮板链刮板链型式：中单链刮板间距：648毫米刮板链速：1.34米／秒圆环链规格：φ30×108－C圆环链破断负荷：≥1130KN3．减速机型号：JS－110圆锥、圆柱减速机（9J系列）速比：26.565：1冷却形式：水冷4．电动机型号：DSB－110转速：1475转／分电压：660／1140V功率：110KW5．开关：DQZBH－2001140V6．紧链方式：闸盘紧链e）、乳化液泵选用：DRB-200/31.5乳化液泵及RX-200/16泵箱1、乳化液泵技术参数公称压力：31.5MPa公称流量：200L／min电机功率：132kw电机电压：1140V电机转速：1475r/min2、乳化液箱技术参数型号：RX－200／16有效容积：1600L额定卸载压力：31.5MPa工作面设备配置表机械名称型号规格单位数量用途采煤机MG300/700-W700KW部1落煤、装煤运输机SGD730/400W400KW部1运煤转载机SGD630/11055KW部1运煤乳化液泵DRB-200/31.5125KW台2供液液压支架（ZY2800／14／32）架140支护顶板F）上下平巷超前支护需要的支护材料1、上下平巷支护距离不小于50米，各需要单体：130棵，计260棵；丁梁260根；铁鞋260个。开采之前，按照规程备齐各类支护材料。2、工作面需要备用柱梁各50。五、通风系统（一）该面通风方式为上行风。1、进风路线：北立井→扩大区轨道巷→扩大区运煤上山→2221运煤通道→2221运输巷→2221工作面2、回风路线：2221工作面→2221回风巷→2221回风通道→2221轨道石门→扩大区回风上山→-800总回→新风井→地面。（后附通风系统图）（二）、2221工作面风量核算根据新矿安字2006年49号《一通三防技术管理规定》中生产矿井风量计算细则，2221工作面需配风：1、按瓦斯涌出量计算:Q=100×q×k=100×0.6×2=120mq----采煤工作面的瓦斯涌出量（m3/min）,本面q瓦=0.6mK---采煤工作面瓦斯涌出不均衡的风量系数，一般取1.5-22、按二氧化碳涌出量计算:Q=67×q×k=67×0.8×2=107.2mq----采煤工作面的二氧化碳涌出量（m3/min）,本面q=0.8mK---采煤工作面二氧化碳涌出不均衡的风量系数，一般取1.5-23、按工作面每班工作最多人数计算实际需要风量：Q=4×n=4×80=320n---工作面最多人数（人），每班最多出勤80人计算4、按工作面温度计算:Q采=60×V采×S采×KLV采-与采煤工作面相对应的风速S采-H×B均×P式中:H-采煤工作面采高(m)B均--采煤工作面平均控顶距(m)P--采煤工作面有效通风断面系数KL--采煤工作面面长系数2221工作面情况：采面名称面长(m)采高(m)平均控顶距（m）实际气温(OC)2221工作面1742.83.4425Q采=60×V采×S采×KL=60×1.85×3.44×2.8×0.85×1.3×1.15=1286.3m5、按风速进行验算:（1）按最低风速验算,工作面的最小风量Q>15×S=15×5.78=86.7m（2）按最高风速验算,工作面的最大风量 Q<240×S=240×5.78=1387.2m通过验算可以看出，86.7<1286.3<1387.2m6、按工作面回风流中的瓦斯浓度不超过1%验算：根据地质说明书提供的资料，瓦斯每分钟瓦斯涌出量为0.6m3，占总量的百分比为0.6/774×7、按工作面回风流中的二氧化碳浓度不超过1%验算根据地质说明书提供的地质资料：二氧化碳每分钟涌出量为0.8m3/min，占总回风量的百分比为：0.8/1279×8、通过以上计算，确定2221工作面需要风量为1286m（三）瓦斯防治（一）瓦斯检查（设点、次数）1、由通防工区专职瓦斯检查员，每隔3-5小时检查一次，每班对工作面瓦斯检查点检查2次，并填写牌板和记录手册。瓦斯检查点分别设在工作面、工作面回风出口以外10m处、工作面上隅角。瓦斯检查牌板应设置在工作面回风侧距安全出口20m范围内的位置，检查结果要及时填写，瓦斯检查记录手册由当班管理人员签字。2、工作面必须配备1台灵敏可靠的瓦斯报警仪，悬挂在工作面上隅角。班长、放炮员、煤机司机必须随身携带便携式瓦斯报警仪。上隅角的报警仪悬挂位置距上帮煤壁不小于200mm，距顶板不大于300mm，距切顶线不大于1m处，报警仪常开（四）安全监测系统：在工作面上出口10m范围内上帮安装瓦斯传感器，垂直悬挂，距顶板（顶梁）不得大于300mm，距巷道侧壁不得小于200mm。通防工区负责安全监控系统的安装、调试、维修、撤除等工作，确保安全监控系统正常运转。瓦斯断电仪、监测系统瓦斯探头，必须每7天对仪器的零点、灵敏度、报警点(≥1%)、断电点(≥1%)、复电点(<1%)进行一次调校。施工单位负责所管辖范围内的安全监控系统的使用保护工作，瓦斯传感器随工作面推进及时外移，生产中必须保护好传感器，严禁炮崩和损坏，严禁向传感器洒水。该瓦斯传感器型号为KJ2000型，控制区域为工作面及回风巷全部非本质安全型电器设备。工作面安全监控设备情况表（表4-1）设备种类瓦斯传感器矿用电源断电箱分站电源断电装置-断电执行器线缆设备型号KJ2000TD2000KDD2000KDD专用电缆数量1个1台1部1台1600安设位置回风出口10m内配电所移动变电站配电所回风巷控制区域工作面及回风巷所有非本质安全用电设备信号电缆敷设要求采用专用电缆，敷设于巷道上帮，吊挂平行整齐，敷设在电力电缆上方0.1m以上的地方电源电缆敷设要求采用专用电缆，敷设于巷道上帮，吊挂平行整齐，敷设在电力电缆上方0.1m以上的地方温度传感器的安设位置：在2221工作面上出口以外5-10米处。风速传感器的安设位置：2221运输巷测风附近5米处。（后附安全监测系统图）（五）防尘系统（1）防尘管路系统运输巷：-400水池→-600系统改造上山→-600八号改造上山→一-800总回风巷→扩大区回风上山→2221运输巷→2221工作面。回风巷：-400水池→-600系统改造上山→-600八号改造上山→一800总回风巷→扩大区回风上山→2221运输巷→2221工作面。供水设施为-400水池供水，大巷为4寸管路。运输巷供水管路选用4寸管路,每隔50m设一个三通阀门,在水管进入顺槽处安装闸门，给工作面喷雾头、防尘水幕和煤机喷雾、防尘水幕及各转载点供水。回风巷供水管路选用4寸管路,每隔50m设一通阀门,在水管进入顺槽处安装闸门，防尘水幕。（后附防尘系统图）（六）防尘措施(1)工作面煤机按规定配备内、外喷雾，割煤时必须喷雾降尘，内喷雾压力不得小于2MPa，外喷雾压力不得小于1.5Mpa，喷雾流量应与机型相匹配，确保煤机喷雾使用正常、雾化好，开机必须开喷雾，不符合要求时严禁开煤机。煤机喷雾严格执行《煤矿安全规程》第69条规定。各运煤转载点安设喷雾设施，并坚持正常使用。(2)必须坚持湿式打眼，正常使用水炮泥，放炮前后30m范围内洒水灭尘。从事爆破作业时，严格执行放炮前后洒水灭尘并填写记录的制度。(3)上下平巷各设二道净化水幕，正常使用，距工作面不大于50米(4)进回风巷设置专用防尘软管，定期冲刷巷道，确保无积尘。(5)工作面上下隅角回柱前、回柱后必须对周围20m范围内洒水防尘，并填写洒水记录。严格按实际洒水时间、洒水人、洒水距离填写，盯面安监员必须签字，其它所有洒水记录必须在规定时间洒水后及时填写。(6)采取煤层注水，超前工作面在上平巷打探孔注水，注水方式为注水泵注水。（七）隔绝瓦斯煤尘爆炸措施1、工作面回风巷、运输巷安设不少于3组隔爆水袋。2、隔爆水袋采用集中式布置，棚区长度不低于20m，每棚间距1.2-3m。4、做到经常冲刷，保证水量充足。（八）、火药硐室标准：1、规格为长2.0m×深1.5m×高2、火药峒室距采煤工作面安全出口不得小于50m，不大于200m。3、火药存放峒室内配备：炸药箱、雷管盒、专用炮头箱、炮泥箱、水炮泥箱、放炮器、放炮母线、炮棍、竹签、放炮员正规操作流程、岗位作业标准、炮眼布置图（爆破说明书）、放炮制度、爆破工危险源辩识牌板。4、火药存放峒室必须安门上锁，其内严禁存放其它物品。5、在火药存放峒室附近，必须有灌装水炮泥的水针和不少于一天用量的成品炮泥，炮泥用专用铁箱存放或设立专用炮泥池子并存放在火药峒室附近。6、剩余乳化炸药必须由班长清点核实，并在领退本上签字，存放在炸药箱内，炸药存量不得超过一天的用量，严禁乱丢乱放。七、拟定供电方案(一)工作面及运输系统概况1、巷道布置：2221综采面系统由2221上平巷、工作面、运输巷构成。2、运输系统：2221综采面落煤经2221工作面新安装转载机、两部皮带运输机流入扩大区强力煤仓皮带机，灌入扩大区煤仓。工作面所需材料和设备的运输，由2221上平巷运至工作面。（二）供电方案：1、供电方案：（1）、根据巷道布置情况，在2221运输石门风门处加两台移动变电站。综采面设备移动变电站所带负荷包括机组、工作面溜子转载机、回柱机等。（2）、乳化液泵、运输巷设备及上平巷绞车、回柱机等负荷加在2221运输移变站上（工作面安装初期使用5部25Kw绞车，后期使用卡轨车时绞车撤除）。2、2221综采面移变站负荷统计表：序号设备名称

设备型号

设备地点电动机每台设备电动机数（台）工作设备台数工作设备总额定功率（kw)电压v额定功率（kw)1工作面采煤机

MW300/700-WD1140300*2+40*2+18.5517002工作面溜子

SGD-730/4001140200214003桥式转载机SGD-630/1101140110111104回柱机JH-20114018.51118.55煤电钻综保(1140/133)11401.26信号综保(1140/133)1140合计1229.73、2221运输移变站负荷统计：序号设备名称

设备型号

设备地点电动机每台设备电动机数（台）工作设备台数工作设备总额定功率（kw)电压v额定功率（kw）1第一部皮带机SD-150660150211502跟面皮带机SD-150660150211503乳化泵

BRW200/31.5660125111254绞车JD-25660251512558T回柱机

（JH-8）6607.51215620T回柱机

（JH-20）660221244714T回柱机(JH-14)6601313398信号综保6609煤电钻综保6601.2合计649.2八、供电方案计算(一)变压器选择及容量校验1、2221综采面移变站选择由负荷统计表知：移变站装机容量：∑Pe＝1229.7KW，需用系数：Kx=0.4+0.6Pemax/∑Pe＝0.4+0.6*400/1229.7≈0.6功率因数取COSф=0.8，变压器的计算容量为：Smax=KX∑Pe/COSф＝0.6*1229.7/0.8≈922KvA据计算选一台KBSGZY-1000/6/1.2kv的移变站，额定变压比为6/1.2KV，容量1000KVA。根据移变站一次侧额定电流Ie1=96.2A选择高防开关,选用PB2-6GAZ型高压真空配电箱，额定电流为100A2、同理，计算2221运输移变站容量：由负荷统计表知：∑Pe＝649.2KW，变压器的计算容量为：Smax=KX∑Pe/COSф＝0.54*649.2/0.7≈501KvA据计算选一台KBSGZY-630/6/0.69kv的移变站，额定变压比为6/0.69KV，容量630KVA,满足要求。(二)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：工作面移变的高压电缆，选用YJV22型高压屏蔽电缆，660V用电设备选用MY-0.38/0.66型矿用电缆。1140v电缆选用MYP-0.66/1.14型矿用电缆。根据电缆长度的确定原则，选用高压电缆长度等于测量巷道实际距离乘以1.05～1.1的系数，低压电缆等于实际巷道距离乘以1.1～1.25的系数。2、电缆截面的选择2.1高压电缆截面的选择向移变供电的高压电缆截面选择，按长时允许负荷电流选择。扩大区变电所内14＃BGP23-6型高开，额定电流为300A，其负荷侧第一根电缆为YJV22-3*50型高压电缆，其长时允许载流量为194A，如果新安装2221综采移变和运输移变仍加在此线路上，则第一根高压电缆所带负荷容量为：其通过的电流为：，大于其长时允许电流194A，不能满足要求。选择从扩大区变电所内J30#高开负荷侧引出一路电源供2221综采工作面综采移变和运输移变。则J30＃高开负荷侧电流为，J30＃高开额定电流为200A＞146A，满足要求。新敷设高压电缆通过的电流为据计算选用YJV22-3*35型的电缆，最大长时工作电流156A2.2、低压电缆的选择根据设备布置，设置配电点。根据所测巷道长度乘以1.05～1.1的富余系数，算出电缆长度。低压电缆选择时，负荷线按电动机额定电流选择，干线电缆按满足正常工作电压损失要求选电缆截面，按允许长时电流、满足电动机起动要求、保护灵敏度达到要求校验电缆截面。以2221综采面设备供电系统为例，说明选择电缆过程。2.2.1、选择负荷线。综采面设备受电电压1140V，700机组左、右截割部、液压系统、调速系统由两台真空起动开关分别控制，其中左截割部电机和液压泵电机额定电流为201A+12A＝218A，选择UCP3*70+1*16+4*6型电缆，其长时允许载流量为215A，实际应用中满足要求；右截割部电机和调速系统电机额定电流为206A+2*25A＝256A，选用UCP3*95+1*25+4*10型电缆，其长时允许载流量为260A，满足要求。工作面溜子单电动机额定电流为：134A，电动机负荷线选用50mm2截面的电缆，50mm2截面的电缆允许长时电流173A；双电动机额定电流为：268A，选用95mm2截面电缆，作负荷线公共段，其长时允许电流为260A,实际应用中满足要求。2.2.2、选择干线2.2.2.1、按满足正常工作电压损失要求选择干线电缆。机组负荷电流大，以机组校验2.2.2.1.1、求支线电缆的电源损失2.2.2.1.2、求变压器的电源损失△Ub＝Kx∑Pe（Rb+tgψpjXb）/Ue＝0.62*1100*（0.0101+1.02*0.0931）/1.2≈59.7V式中tgψpj=1.02(cosψpj=0.7)2.2.2.1.3、求允许的电压损失干线允许电压损失：2.2.2.1.4、求干线电缆截面Sg＝Kx∑PeLg103/DUe△Ugy＝0.6*1229.7*1180*1000/42.5*1200*41.1≈415mm2干线采用两条支线电缆并联供电，单条支路电缆截面：415/2=207.5mm2。对于特别远的电动机，可只供应90%的额定电压，因此干线电缆亦可选用95mm2截面的两路支线电缆并联供电。按干线用95mm2截面的两路支线电缆并联供电。求干线电压损失△Ug＝Kx∑PeLg103/DUeSg＝0.6*1229.7*1180*1000/42.5*1200*190≈89.8V到机组电动机线路电源总损失：供电电压为额定电压的比例：满足要求。2.2.2.2、按长时允许电流校验干线电缆截面干线计算电流：Ijmax=∑Smax/√3*1.14＝922/1.732*1.14≈467A。干线电缆选用95mm2截面的两路支线电缆并联供电，长时温度允许电流：2*260A＝520A＞467A，满足要求。2.2.2.3、按起动条件校验电缆截面根据起动条件校验电缆截面采煤机虽然功率最大，但是截割部电机为顺序启动，工作面溜子电机为2*200Kw，同时启动，因此按工作面溜子起动校验所选电缆截面2.2.2.3.1：Uq=Ue工作面溜子电动机实际起动电压(用一次计算式)：Uqs=满足电动机起动要求。2.2.2.3.2、配电点采煤机真空起动器处的端电压：满足起动开关可靠吸合要求。综上，所选电缆满足起动要求。(三)电气设备的选择及整定计算1、选择电气设备、计算整定值以2221综采移变站、综采面电气设备为例，说明选择电气设备、计算整定值的整定值。为便于说明，对2221面综采移变、综采面供电设备示意图上填加设备编号。1.1、扩大区变电所内J30号高开整定：速断整定：据保护线路变压器组公式式中最小两相短路电流7580A为线路终端2221运输移变站（变压比为：6/0.69KV）二次侧出现端短路电流值。据公式：，整定值大，应调整为：Kl＝Id(2)/KbIzsKi≥1.5→Izs≤A，取为15A。1.2、1号100/5PB2-6GAZ高开整定速断整定按保护变压器整定，据公式(1)：Izs≥1.3（Iqe+Kx∑Ie）/KbKi＝取近似值25A。据公式(3)：对Y/Y接线变压器≥1.5，满足要求。过载整定保护动力变压器的高防开关过负荷整定公式：电子式过流反时限继电保护整定按公式(4)：Iz≈保护动力变压器的高防开关过负荷整定灵敏度校验按公式(5)：≥1.5满足要求。1.3、移变站低压本体整定：(1)短路整定短路整定其短路整定按据公式(6)：对保护干线：Iz≥Iqe+Kx∑Ie由于选用新泰一统矿用电气设备有限公司的KBDZ-630/1140型真空开关作为低压本体开关，其具有相敏保护，整定值可降低40％，按75％算1941*75％＝1456A，取为1500A。1.4、4号馈电开关的选择及整定4号馈电开关的工作电流：，选择一台KBDZ-630/1140型馈电开关，Ie＝630A＞493.4A满足要求。短路整定4号馈电开关为一台低压总开关，其短路整定为：对保护干线：Iz≥Iqe+Kx∑Ie由于选用新泰一统矿用电气设备有限公司的KBDZ-630/1140型真空开关作为低压总开关，其具有相敏保护，整定值可降低40％，按70％算1941*70％＝1358.7A，取为1400A。1.5、启动开关的选择使用QJZ-4*400/1140型组合开关。单体额定电流为：400A。工作面溜子电动机负荷最大，Ie=268A<400A,所以，机组也能满足要求。1号单体整定：对保护支线据公式整定：Iz≤取为210A,同理，对其他单体进行整定，并标注于供电图上。2、计算短路电流值，校验各开关整定以2221综采移变站、综采面电气设备供电系统为例在线路最远端取短路点，用查表法求两相短路值。系统阻抗折算到高压侧等效电缆长度60米。求得折算长度。2.1、短路d1点：查表得：，通过移变低压本体开关保护此短路点，保护形式为短路保护，校验保护灵敏度。灵敏度校验：≥1.5满足要求。同理，求得其他点短路电流并校验整定值符合要求，标注到供电图上。3、2221综采工作面、系统所需电气设备（表一）、电缆（表二）、机械设备（表三）3.1、表一：系统安装需用电气设备序号型号名称电压(KV)(台)备注KBDZ-630/1140真空馈电开关1.141KBDZ-400/1140真空馈电开关1.146QBZ-80N/1140真空可逆磁力启动开关1.145QJZ-315/1140真空启动开关(双腔开关)1.142QBZ-200/1140真空启动开关1.143BQD5-80/1140真空启动开关1.141100/5电表1.144200A四通(200A)1.14约8个4KVA(1140/133)信号综保1.1434KVA(1140/133)煤电钻综保1.142QJZ-4*400/1140真空组合启动开关1.141PB2-6GAZ(Ie＝100A)高防开关62PB2-6GAZ(Ie＝150A)高防开关61KBSGZY-1000，6/1.2移变1.141KBSGZY-630，6/1.2移变1.1411.2KW煤电钻1.142卡轨车控制开关1.143.2、表二：工作面及运输系统安装需用电缆明细表序号型号长度（米）根数电压（KV）用途1MYP-3*16+1*16260.66/1.14短节2MYP-3*16+1*161010.66/1.14短节3MYP-3*16+1*161520.66/1.14短节4MYP-3*16+1*162040.66/1.14短节5MYP-3*16+1*163030.66/1.14电源线负荷线6MYP-3*16+1*164030.66/1.14负荷线电源线7MYP-3*16+1*165010.66/1.14电源线8MYP-3*25+1*16210.66/1.14短节9MYP-3*25+1*161510.66/1.14短节10MYP-3*25+1*162010.66/1.14短节11MYP-3*25+1*164010.66/1.14负荷线12MYP-3*35+1*16240.66/1.14短节13MYP-3*50+1*16240.66/1.14短节14MYP-3*50+1*161020.66/1.14短节15MYP-3*50+1*165010.66/1.14电源线16MYP-3*50+1*167010.66/1.14电源线17MYP-3*50+1*1610010.66/1.14电源线18MYP-3*50+1*1613010.66/1.14电源线19MYP-3*50+1*1653010.66/1.14电源线20MYP-3*95+1*25320.66/1.14短节21MYP-3*95+1*258010.66/1.14电源线22MYP-3*95+1*25118010.66/1.14电源线23MCP-3*95+1*25+3*1023010.66/1.14机组负荷线24MCP-3*70+1*16+3*623010.66/1.14机组负荷线25YJV22-3*70约380米10供移变26YJV22-3*35约350米10供移变3.3、表三：工作面安装需用机械设备序号设备名称设备型号使用数量(部或台)规格备注1采煤机MG300/700-WD11140v2工作面溜子SGD-730/40011140v双电动机3桥式转载机SGD630/11011140v单电动机4乳化泵BRW200/31.521140V5皮带机SD-15021140V6回柱机JH-2031140V78T涨紧车JH-821140V8煤电钻21140/133V9潜水泵1114010卡轨车1九、工作面运输系统2221综采面运输设备选择：工作面初始长度123米，煤层倾角22°，选用SGD730/400刮板输送机，选用SGD630/110转载机1部，功率110KW，长度30m，顺槽运输平巷铺设跟面皮带，长度650m，平均倾角6°，第一部皮带SD-150皮带机1部，功率150KW，长度450m，平均倾角10，运输量为450t/h。运输路线为；工作面刮板输送机SGD730/400→SGD630/110转载机→SD-150胶带输送机（功率150KW）→SD-150胶带输送机（功率150KW）→扩大区强力煤仓皮带输送机，灌入扩大区煤仓。(一)2221综采面运输设备选型校核：（1）转载机运输能力计算SGD630/110技术数据：铺设长度L为30米；运输最大倾角倾角β=2°，电机功率110KW；链速1.34米/秒；挡煤板高0.3米；运量为450吨。1、货载断面积校验刮板输送机每米载重q=Q/3.6v=450/(3.6×1.34)=93.2kg/m根据公式q=1000FψγF=q/(1000ψγ)=93.2/(1000×0.8×0.9)=0.129米2ψ--货载装满系数（取0.8）γ--货载的散集容重（取0.9吨/米3）货载实际断面积F0=0.6×0.3+0.1×0.5+0.5×0.3×0.6×tg20°=0.26米2＞0.129米2故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（ωCOSβ+SInβ）+q0L（ω/COSβ+SInβ=（qω+q0ω/）LCOSβ+（q+q0）LSInβ=（93.2×0.7+18.8×0.3）×30×COS2°+（93.2+18.8）×30×Sin2°=2242.4Kg空段阻力计算WK/=q0L（ω/Cosβ-Sinβ=18.8×30（0.3×COS2°-Sin2°）=149.4Kgω—煤在溜槽中的阻力系数（0.6-0.8）ω’—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β—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=1.1×1.1（Wzh/+WK/）=1.1×1.1×（2242.4+149.4）=2894Kg电机功率No=1.17W0V/(102η)=1.17×2894×1.34/(102×0.8)=55.6KW此处取电机功率备用系数为1.17电机传动效率为0.8所选电机功率为110KW，故符合要求。上拉满足要求，则平巷、下山也能满足运输要求。（2）、SD-150跟面皮带机校核2221跟面SD-150皮带基础数据：Q=450t/h；v=2m/s；原煤容重γ=0.9t/m3；动堆积角ρ=30°；倾角β=2°；运距L=650m；带宽B=1000mm；围包角α=455°（传动原理图如图所示）7810655934211、带宽的校验1.1根据公式B2=Q/KVCγ其中：K为货载断面系数，据ρ=30°，取K=458C为输送机倾角系数取1B2=450/458×2×0.9×1B=0.739m＜1m故取带宽1m满足要求，胶带型号为1000S整芯阻燃带，每米自重13.5kg。2、胶带运行阻力的计算2.1有关参数计算胶带每米载重q=Q/3.6v=450/(3.6×2)=62.5kg/m胶带自重qd=13.5kg/m上托辊每米转动部分重量qt/=Gg//Lg/=17/1.5=11.3kg/m下托辊每米转动部分重量qt"=G"/Lt"=15/3=5kg/mω/--胶带在上托辊运行阻力系数，取0.03ω"--胶带在下托辊运行阻力系数，取0.0252.2阻力计算(1)重段阻力计算W7-8=ω/(q+qd+qt/)LCOSβ+(q+qd)LSInβ==3425Kg(2)回空段阻力计算W5-6=ω"(qd+qt")LCOSβ-qdLSInβ=0.025(13.5+5)×650×COS2°-13.5×650×Sin2°=-5.8Kg(3)按摩擦传动条件计算输送带各点张力S2=S1S3=KS2S4=S3=KS2=KS1S5=KS4=K2S1S6=S5+W5-6=K2S1+W5-6S7=KS6=K3S1+KW5-6S8=S7+W7-8=K3S1+KW5-6+W7-8S9=KS8=K4S1+K2W5-6+KW7-8S10=S9=K4S1+K2W5-6+KW7-8式中K=1.04外载荷要求传动滚筒表面输出张力F/=S10-S1=S1(K4-1)+K2W5-6+KW7-8传动滚筒所能传递的额定牵引力F=Fmax/n=S1(eua-1)/nn--摩擦力备用系数,取1.15-1.2,此处取1.17α--胶面滚筒摩擦系数,取0.25令F/=F得,S1=n(K2W5-6+KW7-8)/〔eua-1-n(K4-1)〕==581KgSmax=S10=K4S1+K2W5-6+KW7-8=1.044×581+1.042×(-5.8)+1.04×3425=4325Kg(4)校验输送带的垂度条件Szmin≥5(q+qd)Lt'COSβ≥566.9KgS7=KS6=K3S1+KW5-6=1.043×581-1.04×(-5.8)=659.5Kg>566.9Kg故输送带悬垂度符合条件要求。(5)校验输送带强度Smax=S10=K4S1+K2W5-6+KW7-8=4325.4Kgδ--1000S整芯胶带抗拉强度为1000（N/mm）B--胶带宽度m--胶带安全系数m=BGX/Smax（1000×1000）/(9.8×4325.4)=23.6＞11皮带强度满足要求（6）电机功率=3891.6Kg电机功率N0=1.17FV/102η=1.17×3891.6×2/91.8=99.2KW此处取电机功率备用系数为1.17电机传动效率为0.9所使用电机功率为2*75KW，满足使用要求。由顺槽运输跟面皮带验算可看出：此皮带满足运输要求。同理，验算第一部SD-150皮带机，满足使用要求。结论：所选运输设备满足运输要求。十、2221面辅助运输设计计算（一）、运输路线：北立井松至-800井底→架线电机车牵引→扩大区大巷车场→2.5T电瓶车牵引→-二采回风上山上车场，由55KW绞车下松至（距离170米，平均坡度20°）→-2221回风巷片口车场→2.5T电瓶车牵引至卡轨车场→由卡轨车牵引（距离1900米，最大坡度22°）→工作面切眼以外车场处→由20T回柱绞车松至（距离30米，平均坡度8°）切眼上头→由20吨回柱绞车牵引下松至施工地点(距离123米，最大坡度26.3°平均坡度24.7°)。二、综采支架运送提升运输能力校验综采支架外形特征：高1.4-3.2M，宽1.4-1.58M，中心距：1.5M，重量11.5T，平盘车重1.5T。1、架线电机车运输能力我矿ZK10-6/250型架线电机车核定牵引车数为牵引1吨矸石车21辆，即（1700+600）×21=48300KG综采支架总重为：13000KG＜48300KG所以，架线电机车运输能力满足要求。2、蓄电池电机车运输能力2.5T电瓶车核定牵引车数牵引车数为牵引1吨矸石车6辆，即（1700+600）×6=13800KG综采支架总重为：13000KG＜13800KG所以，2.5T电瓶车运输能力满足要求。3、二采回风上山绞车提升能力校验1）、钢丝绳校验提升长度170米，最大坡度20度。绞车功率550KW，绳径21.5mm。Wmax=mg(sina+f1cosa)+pkgL(sina+f2cosa)＝44770.5+1334.1=46104.6Nma=Qp/Wmax=271500/46104.6=5.89＜6.5不能满足要求。式中：Wmax—最大静张力Nm—最大提升量kgα—巷道最大坡度度pk—钢丝绳单重kg/mL—提升长度mf1—提升容器在轨道上的阻力系数，取0.01f2—钢丝绳运行阻力系数，取0.15Qp—钢丝绳最大破断力N2）、电机功率校验P=FCVm∮/1000n=46104.6×1.2×1.15/（1000×0.9）=70.7KW所以提升能力不能满足要求。需采用直径为23.5mm的钢丝绳。如果回柱绞车容绳量符合要求建议采用20T回柱绞车。4、卡轨车运输能力校验1)、基本条件巷道总长度L=1250米，巷道多起伏，最大坡度为α=18º，水平弯道6处，水平曲线半径9米，竖曲线半径大于15米，轨道轨距为600毫米，轨型24kg/m。在综采设备安装期间使用卡轨车运输综采支架、设备及材料等。牵引最大重量G1=13t（包括平盘车）。 2）、无极绳普轨卡轨车主要技术参数⑴、无极绳绞车牵引力：90KN⑵、无极绳绞车牵引速度：0.6/1.2m/s⑶、牵引储绳车自重：G0=3.8t。⑷、牵引钢丝绳直径：6×19—ф26—1700钢丝绳单重：P=2.44kg/m钢丝绳最小破断拉力：Fp＝0.85F0＝373.575KN3）、运输综采支架、设备及材料时⑴、运输综采支架、设备及材料时所需牵引力计算：F1=(G1+G0)*g*sinα+(G1+G0)*g*ωz*cosα+2L*P*g*ωC=(13000+3800)×9.8×sin18º+(13000+3800)×9.8×0.035×cos18º+1250×2×2.44×9.8×0.25=50876.6+5480.4+14945=71302N≈71.3KN＜90KN式中：ωz—车辆运行阻力系数，取0.035ωC——钢丝绳运行阻力系数，取0.25⑵、钢丝绳安全系数计算：运输综采支架、设备及材料时无极绳绞车最大牵引力为71.3KN，这时无极绳绞车紧边侧钢丝绳的最大张力为79.3KN（绞车松边侧钢丝绳的张力按8KN计算）钢丝绳安全系数为：373.575/79.3=4.71《煤矿安全规程》（2004年版）第400条中表7规定：倾斜无极绳绞车运送物时的钢丝绳安全系数为：5—0.001L，但不得小于3.5倍。2422面运距L=1250米，5—0.001×1250=3.75＜4.71，钢丝绳的安全系数符合规程要求。5、上平巷回柱绞车提升能力校验切眼以外的上平巷运输距离为30米，最大坡度8度，采用7Wmax=mg(sina+f1cosa)+pkgL(sinb+f2cosb) =18992.3+260.9＝19253.2Nma=Qp/Wmax=271500/19253.2=14.1＜6.5符合要求。20吨回柱绞车最大牵引力：20000×9.8=196000N＞19253.2N提升能力满足要求。6、切眼回柱绞车提升能力校验切眼距离为123米，最大坡度26.3°平均坡度24.7°，Wmax=mg(sina+f1cosa)+pkgL(sinb+f2cosb) =13000×9.8(sin24.70+0.01cos24.70)+1.658×9.8×123(sin24.70+0.4cos24.70)=54393.7+1561.4=55955.1Nma=Qp/Wmax=271500/55955.1=4.85＜6.5钢丝绳不符合要求。需更换为直径为26mm的钢丝绳。20吨回柱绞车最大牵引力：20000×9.8=196000N＞55955.1N所以，更换为直径为26mm的钢丝绳后，提升能力满足要求。四、安全技术要求及管理规定1、建立卡轨车管理七项制度⑴、安装审批制：新安装卡轨车必须由安装单位编写安装审批单，并经矿运输副总工程师批准方可施工。其内容应包括：安装卡轨车的型号、地点、安装日期、技术要求和安全措施等，并有平面布置图和巷道坡度图、电路系统图，并严格按审批单中的技术要求进行施工安装和验收，验收合格后方可投入试运行。新安装的卡轨车必须是具有机电部门所发具有“三证一标志”齐全完好的设备。⑵、安装验收制:卡轨车安装完毕后，由集团公司机电处、矿方、生产厂家共同验收合格后，方可投入正式运行,并填写验收单。⑶、使用挂“安全牌制”，安全牌的内容包括绞车编号、绞车型号、使用单位、维修负责人和“不允许提升”字样，挂在绞车房内。⑷、操作挂“操作牌制”，司机持写有本人姓名的“操作牌”挂在“安全牌”中“不允许提升”字样的“不”字上面，方可操作绞车。⑸、使用非本单位的卡轨车时，执行“申请制”，使用非本单位卡轨车时必须办理申请手续，经批准后方可持手续证明使用该绞车。⑹、提升钢丝绳及保险绳实行“日检制”，有检查记录并上报机电部。⑺、设备定期维护检查制，设备维护单位实行日检制，机电部实行旬检制。2、卡轨车更换管辖单位时，必须办理交接手续。３、运输管理部门要建立卡轨车微机化管理资料。做到型号、使用地点、使用单位、维修单位、维修负责人五明确。４、沿中线施工采区顺槽，采用卡轨车运输时，要严格按中心线施工，过断层变坡时，应尽量限制巷道坡度和巷道曲线半径，坡度不超过15度，水平曲线半径不得小于9米，竖曲线半径不得小于15米，为提高运输效率创造条件。5、使用卡轨车运输时必须做到：⑴、执行卡轨车管理的有关管理规定。⑵、矿车的一端连在牵引储绳车上，矿车之间用三环连接，最后一节矿车必须使用辅助牵引臂。（两个矿车以上）⑶、钢丝绳插接长度不小于绳径的1000倍，钢丝绳安全倍数不小于静负荷重的6.5倍。⑷、提升中心线与轨道中心线偏差不大于100mm。⑸、绞车的过卷距离不小于4m。⑹、严禁将付绳设在人行道一侧。6、卡轨车的安装⑴、卡轨车必须安装在临时车房或永久车房内。绞车与周壁的有效间距不少于0.5m，并满足绞车安装、电器设备摆放、方便维修和便于操作的要求，巷道支护和通风要良好，无淋水。卡轨车及张紧器采用打砼基础方式固定，基础要与巷道底板连接牢固，如巷道底板煤层较厚时，应在基础中加打地锚。张紧器的安装对于巷道底板条件较好的巷道，也可采用打地锚的方式固定。⑵、卡轨车的提升负荷、钢丝绳的选择，必须经过验算，写入作业规程，并按规定执行。⑶、钢丝绳采用无油绳。7、卡轨车的操作⑴、卡轨车司机、信号工、跟车工要持证上岗，严格执行操作规程，每班开车前要检查信号的发射接收是否正常，电器连线是否正常，轨道上是否有影响车辆运行的杂物，车辆之间的连接是否牢固，绞车的制动装置是否灵敏可靠。⑵、提升过程中发现提升钢丝绳、连接装置、绞车打滑、张紧车、提升车辆等出现异常应立即停车处理。8、卡轨车的使用⑴、提升过程中，提升区段内严禁行人和作业，并由信号工负责。⑵、跟车工在车辆行走过程中应时刻注意车辆行走前方轨道是否正常，要注意车辆运行是否正常，绞车司机要注意绞车、张紧器工作是否正常，信号发射机必须随身携带。⑶、提升区段内，严禁摘掉滑头和连接装置装卸车或推车。⑷、严禁在储绳车上乘坐人员。⑸、现场必须悬挂有正规操作程序，，特别要对信号如何发送，跟车工和绞车如何联系等作出明确规定。的管理执行执行“行车不行人”制度，由卡轨车司机和信号把勾工负责把关，提升大件时可以跟车，但跟车工必须手持泄漏通讯机，在人行道侧行走，严禁蹬钩随行，允许人员跟车时必须编制安全技术措施，并经专业副总审批后执行。十一、采煤方法及采煤工艺（一）、开采方法与工艺流程图１、开采方法工作面采用走向长壁后退式采煤法开采，全部垮落法管理顶板。煤层平均厚度1.902、采煤工艺流程采煤机自上头吃刀位置时：上行割三角煤、移架→采煤机下行清三角浮煤、跟机推溜→采煤机下行割煤、跟机移架、推溜→采煤机下行至下端头、移架→采煤机上行清浮煤沿溜子弯曲段在下头斜切进刀→进刀以下推溜。采煤机自下头吃刀位置时同上头。（二）、采煤工艺1．割煤采用MG160/375-W型双滚筒采煤机双向割煤，两端头斜切进刀，截深0.6m。a、割煤方式及运行顺序工作面采用端部斜切进刀双向割煤，其顺序如下：采煤机自上（下）头进刀位置处上（下）行割三角煤、移架，采煤机下（上）行清三角浮煤、跟机推溜，采煤机下（上）行割煤、跟机拉架、推溜，采煤机下（上）行至下（上）端头、移架，采煤机上行清浮煤沿溜子弯曲段在下（上）头斜切进刀，进刀以下（上）推溜。ｂ、采煤机割煤质量①严格控制割煤高度，不随意撇顶留底，特殊情况下最低采高要保证有足够的行人空间。②控制采煤机牵引速度，防止压溜、涌煤等事故发生；要保持割煤过程中顶板平整。③采煤机过后必须及时移架，防止漏顶的发生和片帮。④刮板输送机要平直，保证割煤后煤壁直。⑤采煤机割煤时，必须按照采煤机安全操作规程的要求进行操作。2．移架随采煤机割煤，顺序带压移架，本架操作。移架过程中应使用好支架防倒防滑机构，防止移架过程中倒架、滑架、咬架、挤架现象的发生，要保持支架垂直于煤壁及输送机。⑴移架工必须经过培训，掌握支架工作原理及性能和操作知识，并经考试合格后，方可上岗，并且严格执行移架顺序和移架质量标准。⑵移架前要将架间和架前浮煤、浮矸等杂物清理干净，并检查电缆、液压管有无挂、卡、挤、压现象，如果发现有损坏现象要及时处理好后方能进行移架操作。⑶支架采用本架操作。⑷移架时要通知附近人员及支架下方人员撤至安全地点，并采取防飞矸的措施。⑸按先后顺序逐架进行，移架点距采煤机后滚筒保持不大于15米的距离，如果顶板破碎，每割煤3-5米，就停止割煤，带压移架，防止顶板冒落。⑹工作面平均倾角为26.0度，为防止支架及工作面输送机下滑，工作面只能一处移架，严禁分段移架，平等作业。⑺移架时降柱不宜过多，一般在50－100mm之间，坚持带压移架，特殊条件下以不超过相邻支架的侧护板为准，严禁两架支架同时降架。⑻移架速度要快，一次移到位，并随时调整支架不得歪斜。移架后确保支架、刮板输送机成一条直线，要及时调整支架，使支架垂直于顶板，支架的推拉杆与工作面输送机垂直，且顶梁与顶板呈面接触。⑼若煤壁侧出现冒顶时，先把支架移到位，摘除危岩悬矸，打好临时支护,在顶梁上方架设＃字形木垛，穿顶过程中设专人负责安全监护，发现问题人员及时撤至安全地点。发现支架挤架、低头、钻底等现象时，必须及时采取措施进行处理。⑽正常情况下，支架立柱液压行程段在缸体外不大于700mm，不小于200mm，以免受力压死支架。⑾支架钻底严重时，要用单体支柱撑起降柱提架，做到先提后移。⑿若支架移不动或升不起时，必须用手把打到零位，检查原因，不得强行推移，以免损坏设备。⒀正常情况下，采煤机双向割煤，随采煤机割煤进行移架、推溜；特殊情况下执行单向割煤，采煤机向上割煤，跟机移架及时支护顶板，采煤机反刀下行清浮煤后，进行推溜。⒁移架前要先拉线，确保移架进度达到要求。工作面推采过程中，支架移设应遵循以下5项要求：a支架排直偏差不超过±50mm；b支架中心距不超过±100mm；c支架架间空隙小于200mm；d支架顶梁倾俯角小于7°；e两架间侧护板错距不大于其高度的2／3。⒂移架到位后升起立柱，升柱手把打到注液位置后要保持注液3－5秒，使支架初撑力达到要求。⒃移架时，为保证输送机不被后拉，要将邻架的推移千斤顶手把打到推溜位置。⒄工作面下头四架为排头支架，移排头支架的顺序：先移第二、三支架，再移第一、四支架。移架时，要使用好排头支架的防倒、防滑和调架千斤顶进行调架，确保排头支架起到作用。移第二、三架时应先对第一架支架进行注液，以防倾倒。⒅要严格按移架操作规程进行移架。3．推溜规定和质量要求⑴工作面割煤后及时推溜，推溜时要保持采煤机后刮板输送机的弯曲段长度不小于15m，保证输送机弯度符合要求。⑵推溜时，必须单方向进行，严禁由两头向中间进行，单向割煤时由下向上进行。⑶每次推溜应保持0.6m进度，并与煤壁平行呈一条直线，直线误差应控制在±30mm以内。⑷为防止卡死输送机，停机时严禁推溜，移机头、机尾时要停机作业。⑸推溜工作应滞后采煤机15－20m，输送机要平、稳、直，做到机头不拉回头煤。⑹为保证移溜时操作顺利，不发生漂底、啃底现象，推溜时应同时使用3－4个千斤顶一起推。⑺当工作面刮板输送机下窜