40108面设计说明书（全）

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第一部分40108综放工作面采掘设计说明

一、工作面位臵及概况

40108回采工作面是彬长公司大佛寺矿井下紧贴4号煤中央辅助运输大巷并在其东侧沿煤层走向设计布臵的第三个综采工作面。该工作面地理坐标为：X：38879962.24～3880188.44；y：36496405～36498310，其走向长1920米，倾向180米，面积364800平方米。煤层底板标高618.4～672.2米，对应地表高程955.3～1140.7米。

此外在工作面附近有三个地质钻孔（D18、D12），根据资料该钻孔封孔性较好，不会对回采和掘进构成要挟。

二、工作面地质特征

该工作面回采4号煤层，赋存稳定，厚度10.1～14.5米,平均厚度12.3米。煤层结构简单，含两层夹矸，赋存较为稳定，其中下部夹矸厚度0.05～0.10米，其距煤层底板3.0～4.0米不等,上部夹矸厚度0.2～0.4米,平均0.35米,距煤层顶板平均0.35米,岩性均以泥岩或炭质泥岩为主。因煤层底板为铝质砂泥岩，遇水易膨胀，为了确保回采期间的安全，根据设计施工方案，在掘进巷道底板留设2.0米厚的底煤。

该4号煤为黑色，半亮型，层状构造，条带状结构，硬度相对较大，系数3.0左右，该煤属低变质烟煤（不粘结31号煤），为优质动力、气化用煤和民用燃料。

顶底板岩性：

伪顶：该工作面煤层无明显的伪顶存在。

直接顶：岩性为泥岩，深灰色，厚层状，具水平纹理，富含植物叶第1页共67页

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化石，中间夹粉细砂岩薄层，厚度0.50～2.50米，一般1.53米左右。

老顶：下部岩性为粉砂岩，浅灰色，中夹灰白色细砂岩，含黄铁矿结核和植物化石,厚度1.24米～5.11米,一般3.18米；上部为中粒砂岩，钙质胶结，成分主要为石英长石含暗色矿物质和云母片。厚度4.96～12.80米，平均8.88米。

伪底：位于煤层底部，主要以炭质泥岩为主，局部中间夹有0.20米～0.40米厚的煤层,根据精查地质报告,该层段不作为煤层对待,而按其他分层对待,该层段厚度1.0米～1.85米,一般1.43米。

直接底：铝土质泥岩，浅灰色，光滑细腻，团块状，含鲕粒，遇水极易软化，厚度1.53～6.60米，一般4.07米。

地质构造：

根据工作面设计范围内煤层底板等高线变化趋势以及40106工作面掘进期间揭露状况分析，该工作面地层整体呈一单斜构造，倾向西北向，倾角0°～3°,一般2°左右。在工作面西部发育一南北走向的向斜构造，其落差在10米左右，煤层在两翼，平均倾角在2°左右。此外预计该工作面在掘进期间,无大的断层构造存在,但在各巷道施工过程中,特别是工作面东部煤层节理裂隙发育,将会给顶板支护管理带来一定的影响。

水文地质：

该工作面煤层顶板直接充水含水层属弱含水层，但开采4号煤层上部有两层洛河组和宜君组组的富含水层，可能会影响矿井的生产，加之煤层自身为一含水层，因此该工作面无论在掘进期间还是在回采期间，第2页共67页

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防治水工作显得尤为重要。

根据40104工作面及40106工作面掘进期间涌水分析，该工作面在掘进期间，涌水量不大，仅在5～7立方米/小时（含施工水），但遇到裂隙带或断层构造带时，涌水量将会突然增大，以静态构造水为主，最大涌水量可能达到20立方米/小时左右，因此施工队在掘进期间，防治水工作不能忽视，特别是遇到构造带时，要切实加强防治水工作，以防涌水影响掘进。

该工作面在回采期间，由于40106工作面为综放工作面，加之两工作面煤柱仅为50米左右，其采空区可能与40106工作面采空区形成完全正确塌陷，“三带〞将会更高，虽然40301工作面回采未受到洛河组和君宜组的富含水层的影响，但40108工作面可能受到其上覆含水层的影响，因此该工作面在回采期间，必需加强防治水管理措施和现场管理必需到位，确保工作面安全回采，预计该工作面最大涌水为180立方米/小时（含施工水），其中运顺涌水为140立方米/小时，回顺涌水40立方米/小时。

瓦斯、煤尘、自燃：

根据地质精查报告以及40301和40104、40106工作面掘进期间的瓦斯测定资料对比分析,该工作面在掘进过程中顺槽瓦斯绝对涌出量:7～9米３／分钟；比较大，必需制定切实可行的采前预抽措施，在生产中应严格执行《煤矿安全规程》的规定，预防瓦斯事故的发生，在设计上采取切实可行的措施，在回采期间，预计绝对瓦斯涌出量达74.39%。

本矿井4#煤层属自燃发火煤层，煤层具有自燃倾向，火期3～5个月。第3页共67页

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三、工作面储量及服务年限

该工作面走向长度1920米，倾向180米，煤层平均厚度12.3米，容重1.39吨/立方米，据此计算：（一）工作面地质储量：

1820×180×12.3×1.39=560.10万吨。(二)40106工作面可采储量：

Z=L×B×H×P×γ

式中：L—工作面可采走向长度（m）

B—工作面倾向长度（m）H—工作面设计采高（m）P—工作面综合回收率75％γ—工作面煤层容重1.39T/m3Z=1820×180×10.3×1.39×0.75=352万吨(三)工作面生产能力

采煤机截深为800mm，每割两刀放一次顶煤，即放煤步距为1600mm。1、循环割煤产量计算：

采煤机为双向割煤，两刀一放为一个循环，则

Qxg＝2B×Bg×H1×γ×P1

＝2×0.8×180×3.0×1.39×0.95＝1141（吨）

式中:Bg—采煤机截深，0.8m2、循环放顶煤产量计算：Qxf＝2B×Bg×H2×γ×P2

＝2×0.8×180×7.3×1.39×0.70第4页共67页

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＝2045（吨）

3、平均日产量:

工作面采用“四、六〞作业制，三班生产，一班检修

QT=（Qxg+Qxf）×n×C2=(1141+2045)×3×0.9=8602(吨)

式中:n:日循环数，取3

C2：正规循环率，90%4、月产量：Qn＝QT×30×C3

＝8602×30×0.95

＝25（万吨）

40108工作面月产量为25万吨/月。5、年产量：Qn＝QT×330

＝8602×330

＝284（万吨）

40108工作面生产能力定为284万吨/年。(四)工作面服务年限：

T＝Z/A＝352/284＝1.2（年）,即大约14个月式中：T-服务年限（年）Z－可采储量（万吨）

A－工作面生产能力（万吨/年）第5页共67页

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四、40108综放工作面巷道设计

（一）巷道布臵（见40108采面设计平、剖面图）

40108综放工作面两顺槽及灌浆巷沿煤层走向布臵，自辅助运输大巷至切眼1920米，两顺槽均沿煤层底板且留2.0米左右底煤布臵；切眼长度180米，垂直于两顺槽，沿煤层倾向布臵；灌浆巷从辅助运输大巷开口，平行布臵在回顺外侧，相距30米净煤柱，且每隔500米作一联络巷与回顺连接；高抽巷从回顺开口，距回顺水平距离为25米，距工作面煤层顶板垂直距离为15米且平行于顺槽布臵，分段施工；高位爆破巷垂直于顺槽，自切眼起，每隔120米施工一条，布臵在煤层中部，依据两顺槽标高，确定施工坡度，保证高爆巷底板位于推采时支架顶梁以上3米处。

40108综放工作面两顺槽通过进风联络巷、回风联络巷分别与4＃煤辅助运输大巷相连接，运回顺从1#总回开口跨过胶带大巷、辅助运输大巷进行施工；切眼与两顺槽垂直。两顺槽通过溜煤竖井和胶带大巷相连形成生产系统;40106灌浆巷可作为40108工作面掘进时的通风巷道和回采时的灌浆和通风巷道使用。

40108综放工作面设计巷道总工程量为12130米，其中开拓巷道1080米，回采巷道11050米。

（二）断面

巷道断面设计主要根据机械化矿井巷道安全间隙要求及设备外型尺寸而进行设计，并且符合《煤矿安全规程》规定，巷道断面为：运输顺槽掘宽5.4米,掘高3.3米,净宽5.2米,净高3.2米,毛断面17.4m2，净断面17.2m2；回风顺槽掘宽5.4米,掘高3.5米,净宽5.2米,净高3.2米（铺200mm厚砼）,毛断面18.9m2，净面16.2m2，切眼毛断面宽×高=8.0×3.3m,毛断面26.4m2,净宽×净高=7.8×3.0m,净断面23.4m2第6页共67页

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(其它断面尺寸详见断面设计图),巷道断面能满足生产及安全需要。

（三）巷道布臵层位

40108综放工作面两顺槽施工时沿煤层底板预留2.0米左右底煤掘进，黄泥灌浆巷平行于回顺沿煤层顶板预留2m顶煤掘进，高抽巷位于距工作面煤层顶板15米的岩层中布臵；开拓巷道主要依据煤层起伏和运输设备爬坡能力进行布臵的，辅助运输大巷沿4＃煤层底板预留不小于2m底煤掘进，胶带运输大巷位于4＃煤层中部，回风大巷沿4＃煤层预留2m顶煤掘进。

（四）支护说明

依据矿井初步设计及XX科技大学对矿井4#煤层所作的支护设计，开拓巷道采用锚网喷、锚索支护，过构造带时根据实际状况采用型钢棚支护。回采巷道采用锚杆、锚索支护，并根据围岩稳定性必要时架设铁棚加强支护。

五、采煤方法及回采工艺（一）采煤方法

采用后退式走向长壁综合机械化放顶煤开采，全部垮落法管理顶板。（二）工作面回采工艺

工作面采用MG400/930-WD型采煤机落煤,割一刀循环进度0.8米，采高3.0米；前后部输送机均采用SGZ-800型刮板输送机运煤，用ZF-8000/23/34型低位放顶煤液压支架支护顶板并同时放煤；工作面端头采用ZTZ1200/23/34型端头架支护,两巷超前支护均采用ZTC9200/25/38A(B)型超前架支护。

1、进刀方式：

采用双滚筒采煤机双向割煤（来回一次割两刀），在工作面两端斜切第7页共67页

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进刀割三角煤进刀方式，机组正常牵引时，前滚筒割顶煤后滚筒割底煤，截深800mm，采高3.0m,最大割煤高度3.2m，最小割煤高度2.5m,利用滚筒螺旋叶片装煤，溜槽上的铲煤板清除浮煤。

生产工艺流程为：采煤机由机头斜切进刀→移机头→由机头向机尾割煤→移架→推移工作面前输送机→移后刮板输送机→机尾斜切进刀→由机尾向机头割煤→移架→推移工作面前输送机→放顶煤→移后刮板输送机。

2、装煤：

利用采煤机滚筒螺旋叶片装煤，溜槽上的铲煤板清除浮煤。3、运煤：

煤由工作面SGZ800/800型刮板输送机→SZZ-1000/400转载机→DSJ120/220/3×400型胶带输送机→集中胶带输送机巷→井底煤仓→主斜井胶带输送机→地面原煤仓→动筛车间→成品仓。

4、移架：

工作面实行追机移架作业,距采煤机后滚筒3-6m追机移架，同时伸出护帮板护住煤墙，移架方式为单架依次顺序移架（沿采煤机牵引方向依次前移），移架步距0.8米，将支架移成一条直线。

5、推移前部刮板输送机：

推移前部刮板输送机要滞后拉支架点15m后推移，刮板输送机的弯曲度不大于3度，弯曲段长度不小于15米，推移时只能由一头向另一头推移，严禁由两头向中间推移。

6、放顶煤：⑴、放煤步距1.6m；第8页共67页

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⑵、放煤方式：

根据4＃煤层赋存条件，结合相邻矿井开采实践经验，采用多轮分段、顺序放顶煤的方式放煤，即：割第一刀煤时移架，少量放煤，割其次刀煤时用插板适量放煤，最终活动尾梁放煤，直至放完。

⑶、放煤顺序：

由下向上，即由机头向机尾方向放煤，严禁反向，以达到提高回收率的目的。

⑷、初次放顶煤：

开采初期，顶煤破碎状况不好，直接顶未垮落，顶煤不易冒落，可采取以下措施：放慢割煤和移架速度，延长空顶时间，连续升降支架，使顶煤和直接顶离层破碎、跨落，但应注意降架幅度不宜过大。为提高回收率，工作面开采前必需采取深孔松动爆破措施。

⑸、拉后部刮板输送机：

拉后部刮板输送机时，连续渐进操作2-3个千斤顶，使后部溜槽弯曲长度不小于15m，拉后部刮板输送机距放煤点应控制在15m以上，并保证拉移步距0.8米。

7、支护：

工作面采用ZF-8000/23/34型117架四柱支撑掩护式低位放顶煤液压支架支护、6架ZFG8000/23/34过渡支架及一组ZTZ1200/23/34型端头架进行支护，工作面运顺超前支护采用ZTC9200/25/38A型超前液压支架进行支护，工作面回顺超前支护采用ZTC9200/25/38B型超前液压支架进行支护。第9页共67页

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8、采空区处理

采用全部垮落法管理顶板。9、顶煤预裂爆破

40108工作面顶煤预裂采用高位爆破巷深孔爆破的方法。高位爆破巷与顺槽垂直，位于顶部煤层中，巷道底板距离工作面支架顶板3m，炮眼布臵在巷道两侧煤壁，为三排眼，眼排距2.0米，眼深50米，单眼装药量约为100kg，爆破距工作面提前100米左右进行，对顶煤进行预裂爆破松动。

六、设备选型及布臵

根据大佛寺矿井生产状况及该面的地质条件，该面设备配臵如下：MG400/930-WD型采煤机一台，SGZ800/800型刮板输送机两部和ZF8000/23/34型掩护式液压支架125架及其配套设备，详见设备配臵表及设备布臵图

七、生产系统（一）运输系统1、运煤

煤由工作面SGZ800/800型刮板输送机→SZZ-1000/400转载机→DSJ120/220/3×400型胶带输送机→胶带运输大巷→井底煤仓→主斜井胶带输送机→地面原煤仓→动筛车间→成品仓。

2、支架运输线路

进架：地面→副斜井→井底换装站→辅助运输大巷→40108回风联络巷→40108回风巷→40108工作面切眼。

3、设备、材料运输线路

地面→副斜井→井底换装站→辅助运输大巷→40108回风联络巷→第10页共67页

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40108回风巷→40108料场。

（二）供电系统

详见《40108综放工作面供电设计说明》（三）供、排水、供液系统

1、供水

（1）、采煤机的内外喷雾，各种冷却系统，其用水量为200L/min；（2）、各转载点的撒水降尘100L/min；（3）、风流净化喷雾80L/min；（4）、乳化液补水100L/min；

该面供水采用矿井静压供水，由地面净化水池，从主井、辅助运输大巷，将水管延伸至40108工作面，运输顺槽布臵一趟4寸水管供各转载点喷雾降尘。一趟4寸水管供采煤机净化喷雾和乳化液泵站用水。回风顺槽布臵一趟2寸水管供回风顺槽防尘用水。

2、排水系统

40108工作面两顺槽掘进期间每200米设计一个临时水仓，实行接力排水，回顺布臵一趟DN100排水管路接至1号回风大巷大巷水沟自流至采区水仓，运顺布臵一趟DN150排水管路接至1号回风大巷大巷水沟自流至采区水仓。

（1）、运顺排水

涌水点→40108运输顺槽→1#回风大巷水沟→采区水仓（2）、回顺排水

涌水点→40108回风顺槽→1#回风大巷水沟→采区水仓3、工作面供液第11页共67页

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供液系统采用BRW400-31.5型乳化液泵供给支架升降推移阀,供液管选用直径32mm的高压胶管(耐压34MPa),回液管路选用直径38mm的高压管(耐压34MPa),供液压力为31.4MPa。

八、劳动组织、作业方式

劳动组织：采用专业工种追机作业，综合工种分段作业，专业工种与综合工种分工协作。

作业方式：采用“四、六〞作业方式，三班生产，一班检修。九、工作面主要经济技术指标（详见附表）十、安全技术措施

1、该工作面为综采放顶煤工作面，掘进施工中，严格按规定留设底煤，按坡度施工；工作面巷道支护以锚杆支护为主，并根据围岩压力、顶板状况配以锚索、铁棚加强支护。掘进时严抓巷道施工质量，依照生产矿井质量标准化标准施工，岩巷必需实行全断面光爆及锚网喷支护，并根据实际岩性状况配以锚索加强支护。坚持班评估,旬检查制度,锚索进行抗拔力测试，确保支护安全可靠。

2、工作面在安装及回撤过程中，要编制有针对性的施工措施，并严格执行，抓好胶轮车运输安全，保证各项工作安全顺利进行。

3、工作面掘进和开采前必需认真编制《施工作业规程》并贯彻到每一个职工，在初采初放期间，严格按工作面《初采初放安全技术措施》执行;过地质变化带或施工方式、劳动组织发生变化、或者与原施工作业规程不符时，应及时补充施工措施。

4、在回采过程中，必需坚持正规循环作业。保证工作面设备完好，正常运转。

5、按《40108回采作业规程》要求搞好端头支护及两巷维护，单体支柱必需架设稳固，保险绳齐全。第12页共67页

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6、严格控制采高在设计范围内，严禁超高,以保证支架紧凑接触顶板,采高不得低于2.6米,不得大于3.2米,防止压死支架。

7、加强溜煤眼管理，安装合格的围栏和篦子，提高煤炭质量，降低含矸率，大块矸、煤不得进入煤仓。

8、各施工单位建立健全机电各工种操作规程和各种规章制度并监视实行，各种机电设备要做到包机到人，定期检修，安全保护装臵齐全可靠，严禁出现失爆。

9、掘进施工时，严禁空顶作业，严格执行“超前抽放,有疑必探，先探后掘〞的施工方式；切实搞好防治水及一通三防工作，必需使用好双风机双电源自动切换，并安装使用好风电、瓦斯电闭锁装臵，安好隔爆水袋和自动喷雾洒水灭尘设施。

10、完善综合防尘措施，各转载点实行开机、喷雾一体化，定期对巷道清扫和洒水降尘。

11、采面及掘进巷道必需配备专职瓦检员。采掘工作面回风流中瓦斯浓度超过1%或二氧化碳浓度超过1.5%时，必需中止工作，撤出人员，采取措施，进行处理。

12、搞好瓦斯及防灭火综合治理工作，做好掘前预抽、采前预抽及开采时进行上隅角抽放、抽放巷抽放、高位钻孔抽放的立体瓦斯抽放技术；同时进行注凝胶、气雾阻化、束管监测、黄泥灌浆、注氮及三相泡沫等多种防灭火技术手段，确保安全生产。

13、做好水文地质及瓦斯地质预报工作，为安全生产提供可靠资料，现时利用采前和掘前预抽达到探放水的目的。加强探煤厚的管理工作,确保所掘巷道的层位。

14、加强放顶煤的管理工作，采取多样形式放煤，确保资源回收率。15、开采前，必需对受开采影响的地面的附着物进行合理处理，采第13页共67页

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取必要措施，加强对塌陷沉降区的观测，确保人民生命财产安全。

16、掘进及回采期间，均使用专用的运输人员、材料和设备的防爆胶轮车。胶轮车的使用和维护严格执行矿《胶轮车运行及维护管理方法》及《胶轮车操作规程》。第14页共67页

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其次部分40108综放工作面供电设计说明

一、供电说明

40108综放工作面位于401采区，工作面走向长度1920米，工作面倾斜长度180米，拟由401采区变电所供电。40108作面供电设计如下：

1、根据40108综放工作面的负荷统计和设备布臵，采用分组供电。①乳化液泵站（3×250KW）、喷雾泵站（2×45KW）、桥式转载机(400KW)、破碎机（200KW）为一组,电压等级1140V。

②后部刮板运输机（2×400KW）为一组，电压等级为3300V。③工作面采煤机930KW、前部刮板运输机（2×400KW）为一组，电压等级为3300V。

④顺槽皮带（3×400KW）为一组,电压等级为3300V。

⑤顺槽皮带张紧绞车（30KW）、液压泵站（22KW）、工作面运回两巷水泵（4×18.5KW）、绞车（2×22KW）、调度绞车（4×25KW）为一组，电压等级为660V.

2、变压器容量的选择计算计算公式：

?PeKXSb?(KVA)

COS?pjPd需用系数：KX?0.4?0.6

?PeSb—计算容量

?Pe—供电系统中所有用电设备额定功率之和(KW)

COS?pj—各用电设备加权平均功率因数,一般取0.6-0.8。第15页共67页

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KX—需用系数。

Pd--单台电机最大负荷（KW）

①、根据负荷统计，第一组负荷为1140KW，电压等级1140V,其中单台电机最大功率400KW。由3#移动变电站供电。

Sb??PeKX(KVA)=1440?0.57=1026KVA

COS?pj0.8Pd400=0.4+0.6=0.57?Pe1440式中需用系数：KX?0.4?0.6取COS?pj≈0.8

由于确定容量

Sbe应大于计算容量

Sb,确定选用一台

KBGZY-1600/10/1.2型移动变电站给第一组负荷供电。

②、其次组负荷统计为800KW,其中单台电机最大功率为400KW,电压为3300V。由4#移动变电站供电。

KX?1

Sb=800?1-=1000KVA

0.8因确定容量

Sbe应大于计算容量

Sb,所以确定选用一台

KBSGZY-1600/10/3.45移动变电站给其次组负荷供电.

③、第三组负荷统计为1730KW,电压3300V,其中同时起动电机最大功率2×400KW。由5#移动变电站供电。

Pd2?400KX?0.4?0.6=0.4+0.6=0.68

?Pe1730Sb=1730?0.68=1470KVA

0.8由于确定容量

Sbe应大于计算容量

Sb,所以确定选用一台第16页共67页

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KBSGZY-2000/10/3.45型移动变电站给其次组负荷供电。

④、第四组负荷统计为1200KW,其中同时起动电机最大功率3×400KW。电压为3300V。由2#移动变电站供电。

因3台电机同时起动，所以Kx=1

Sb=

1200?1=1500KVA0.8由于确定容量

Sbe应大于计算容量

Sb,所以确定选用一台

KBSGZY-1600/10/3.45移动变电站给第四组负荷供电。

⑤、第五组负荷统计为270KW,其中单台电机最大功率为30KW,电压为660V。由1#移动变电站供电。

KX?0.4?0.6Pd30=0.4+0.6=0.47?Pe270Sb=270?0.47=159KVA

0.8由于确定容量

Sbe应大于计算容量

Sb,所以确定选用一台

KBSGZY-315/10/0.69型移动变电站给第五组负荷供电.3、高压电缆截面的选择计算

（1）、1#、2#移变由1根MYPTJ-10KV3×35+1×16+3×2.5型电缆供电。电缆长时允许负荷电流Iy=138A长时负荷电流计算值为：

Kx?Pe?1030.9?1470?103If＝==106A

1.732?10000?0.8?0.93UeCOS?pj?pj需用系数：KX?0.4?0.6Pd3?400=0.4+0.6=0.9?Pe1200?270由于Iy=138A>If=106A，所选高压电缆满足要求第17页共67页

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（2）、3#、4#、5#移变由1根MYPTJ-10KV3×95+1×50+3×2.5型电缆供电。电缆长时允许负荷电流Iy=265A长时负荷电流计算值为：

Kx?Pe?1030.52?3970?103If＝==165A

1.723?10000?0.8?0.93UeCOS?pj?pjPd2?400需用系数：KX?0.4?0.6=0.4+0.6=0.52

?Pe3970由于Iy=265A>If=146A，所选高压电缆满足要要求4、低压电缆截面的选择计算：(一)、3#移动变电站低压配电系统

（1）、按长时允许负荷电流校验低压负荷电缆截面①、A.3#移变—转载机控制开关KE1004干线电缆

转载机电机型号：YBSD-400/200-4/8

Ie=251/172A

根据计算和《煤矿安全规程》的有关规定选择MCP-1140V3×95+1×25电缆，长时允许电流265A>251A，满足要求，长度

10米。

B、转载机负荷电缆

根据计算和《煤矿安全规程》的有关规定选择：电机高速选用1根MCP-1140V3×95+1×25电缆，长时允许电流265A>251A，长度170米。电机低速选用1根MCP-1140V3×50+1×16电缆，长时允许电流173A>172A，长度170米。满足要求。

②、A、3#移变—乳化液泵、破碎机控制开关KE1004的干线电缆第18页共67页

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Kx?Pe?1030.56?950?103If＝==374A

1.732?1140?0.8?0.93UeCOS?pj?pjPd250KX?0.4?0.6=0.4+0.6=0.56

?Pe950根据计算和《煤矿安全规程》的有关规定选择2根MCP-1140V3×95+1×25电缆，长时允许电流2×265A>374A，满足要求，长度10米。

B、乳化液泵负荷电缆

乳化液泵电机型号：YB2-355M2-4

Ie=157A

根据计算和《煤矿安全规程》的有关规定选择：电机选用1根MCP-1140V3×50+1×16电缆,长时允许电流173A>157A，长度20米,满足要求。

C、破碎机负荷电缆破碎机电机型号：YBS-200

Ie=123A

根据计算和《煤矿安全规程》的有关规定选择：电机选用1根MCP-1140V3×35+1×16电缆，长时允许电流135A>123A，长度200米,满足要求.

③、A、3#移变—喷雾泵控制开关QJZ-200

3Kx?Pe?1030.7?90?10If＝==44A

3UeCOS?pj?pj1.732?1140?0.8?0.945PdKX?0.4?0.6=0.4+0.6=0.7

90?Pe根据计算和《煤矿安全规程》的有关规定选择1根MCP-1140V3×第19页共67页

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35+1×16电缆，长时允许电流135A>44A，长度15米满足要求。

B、喷雾泵负荷电缆喷雾泵电机型号：YBK-225M-4

Ie=28A

根据计算和《煤矿安全规程》的有关规定选择：电机选用1根MYP-1140V，3×35+1×16电缆，长时允许电流135A>28A，长度15米,满足要求。

（2）按正常允许电压损失校验电缆截面

正常运行时变压器内部电压损失

Sb?Ub%?(UrCOS?b?UXSin?b)

Sbe=

1440×(0.61×0.8+4.76×0.6)1600＝3.009

?Ub??Ub%Ue1200＝3.009×＝37100100式中：Sb变压器计算负荷

COS?b、Sin?b变压器负荷的功率因素及相应的正弦

值，估计COS?b＝0.8

Ur变压器通过额定电流时，电阻压降的百分数，

?P9700Ur=＝=0.61

Sbe?101600?10Ux变压器通过额定电流时内部电抗上压降的百分数

22Ux＝Ud?Ur=4.82?0.612＝4.76第20页共67页

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Ud＝4.8-－变压器通过额定电流时，内部阻抗上压降的百分数。

①转载机低速电机电缆上的电压损失校验

电缆电阻R=1.18R0L=1.18×0.416×0.17＝0.083电缆电抗X=X0L=0.084×0.17＝0.014电压损失?UL?3Ie(RLCOS??XLSin?)＝1.732×175×(0.083×0.85+0.014×0.526)＝24V

式中:COS?.Sin?电动机额定功率因素及相应的正

弦值

实际电压损失△U=△Ub+△UL=37V+24V=61V

△Um=1200-1140×0.95=117V△Um>△U,满足要求

②破碎机电机电缆上的电压损失校验

电缆电阻R=1.18R0L=1.18×0.579×0.2＝0.14电缆电抗X=X0L=0.084×0.2＝0.017电压损失?UL?3Ie(RLCOS??XLSin?)＝1.732×123×(0.14×0.85+0.017×0.526)＝27V

实际电压损失△U=△Ub+△UL=37V+27V=64V

△Um=1200-1140×0.95=117V△Um>△V,满足要求

(二)、4#移动变电站低压配电系统第21页共67页

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（1）、按长时允许负荷电流校验低压负荷电缆截面工作面后部刮板输送机负荷电缆

后部刮板输送机电机型号：YBSD2-400/200-4/8

Ie=89A/61A

根据计算和《煤矿安全规程》的有关规定选择：电机（高速）选用1根MCP-3300V3×35+1×16电缆，长时允许电流135A>89A。电机（低速）选用1根MCP-3300V3×35+1×16电缆、长时允许电流135A>61A。满足要求。机头电机电缆长度200米，机尾电机电缆长度400米。

（2）按正常允许电压损失校验电缆截面

正常运行时变压器内部电压损失

?Ub%?Sb(UrCOS?b?UXSin?b)Sbe800=×(0.4×0.8+4.583×0.6)1600=1.535

Ue3450?Ub??Ub%＝1.535×＝53V

100100查得:?P=6403Ud=4.6

?P6403Ur=＝=0.4

Sbe?101600?102222Ux＝Ud?Ur=4.6?0.4＝4.583

①工作面后部刮板输送机机尾电机（低速）电缆的电压损失校验电缆电阻RL=1.18R0L=1.18×0.597×0.4＝0.282电缆电抗XL=X0L=0.084×0.4＝0.034第22页共67页

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电压损失?UL?3Ie(RLCOS??XLSin?)＝1.732×89×(0.282×0.85+0.034×0.526)＝40V

实际电压损失△U=△Ub+△UL=53V+40V=93V

△Um=3450-3300×0.95=315V△Um>△U满足要求

(三)、5#移动变电站低压配电系统

（1）、按长时允许负荷电流校验低压负荷电缆截面A、工作面前部刮板输送机负荷电缆

前部刮板输送机电机型号：YBSD2-400/200-4/8

Ie=89A/61A

根据计算和《煤矿安全规程》的有关规定选择：电机（高速）选用1根MCP-3300V3×35+1×16电缆，长时允许电流135A>89A。电机（低速）选用1根MCP-3300V3×35+1×16电缆、长时允许电流135A>61A。满足要求。机头电机电缆长度200米，机尾电机电缆长度400米。B、工作面采煤机负荷电缆

工作面采煤机功率P=930KWIe=200A

根据计算和《煤矿安全规程》的有关规定选择：采煤机选用1根MCP-3300V3×95+1×50+3×4电缆，长时允许电流265A>200A。满足要求。

（2）按正常允许电压损失校验电缆截面

正常运行时变压器内部电压损失第23页共67页

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?Ub%?Sb(UrCOS?b?UXSin?b)Sbe1730=×(0.392×0.8+3.98×0.6)2000=2.337

Ue3450?Ub??Ub%＝2.337×＝81V100100查得:?P=7837Ud=4.6

?P7837Ur=＝=0.392

Sbe?102000?1022Ux＝Ud?Ur=42?0.42＝3.98

①工作面前部刮板输送机机尾电机（低速）电缆的电压损失校验电缆电阻RL=1.18R0L=1.18×0.597×0.4＝0.281电缆电抗XL=X0L=0.084×0.4＝0.034电压损失?UL?3Ie(RLCOS??XLSin?)

＝3×89×(0.281×0.85+0.034×0.526)

＝40V

实际电压损失△U=△Ub+△UL=81V+40V=121V

△Um=3450-3300×0.95=315V△Um>△,满足要求

②采煤机电缆上的电压损失校验

电缆电阻RL=1.18R0L=1.18×0.209×0.4＝0.1电缆电抗XL=X0L=0.076×0.4＝0.03

电压损失?UL?3Ie(RLCOS??XLSin?)第24页共67页

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＝3×200×(0.1×0.85+0.03×0.526)＝35V

实际电压损失△U=△Ub+△UL=81V+35V=116V

△Um=3450-3300×0.95=315V△Um>△U满足要求

(四)、2#移动变电站低压配电系统

（1）、按长时允许负荷电流校验低压负荷电缆截面①、2#移变—皮带机控制开关KE3004干线电缆

3Kx?Pe?1030.6?1200?10If＝==165A

3UeCOS?pj?pj1.732?3300?0.85?0.9400Kx=0.4+0.6=0.6

1200根据计算和《煤矿安全规程》的有关规定选择MCP-3300V3×95+1×50+3×4电缆，长时允许电流265A>165A，满足要求，长度20米。（2）按正常允许电压损失校验电缆截面

皮带机负荷电缆长度20米,电缆电压损失可忽略不计，满足要求。4、保护整定计算及校验（1）两相短路电流计算

①、3#KBSGZY-1600/10/1.2型移变供电系统短路电流计算

变压器高压10000V,二次电压1200V，容量1600KVA，系统短路容量按50MVA计算；

电源系统:Xy=1.22/50=0.0288Ω；高压电缆电阻、电抗：第25页共67页

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按变压器额定电流整定

过流整定：Izg=92A②短路保护

整定计算值：Izd=

Iq+Kx?IeKb251?6+0.57?890=

10?1.2=242短路整定：3倍

③灵敏度系数校验：Id2/KbIzd＝3443/(10÷1.2)×92×3＝1.51满足灵敏度要求

B：4#移动变电站高压侧开关整定计算高压侧KBG-315/10型高压开关①过载保护按变压器额定电流整定

过流整定：Izg=92A②短路保护

整定计算值：

Izd==

IqKb2?90

10?3.45=558A

短路整定：4倍

③灵敏度系数校验：Id4/KbIzd＝2339/（10÷3.45）×92×4＝2.2>1.5满足灵敏度要求第31页共67页

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C：5#移动变电站高压侧开关整定计算高压侧KBG-315/10型高压开关①过载保护按变压器额定电流整定

过流整定：Izg=115.A②短路保护

整定计算值：

Izd=

Iq+Kx?IeKb2?90?6+0.68?378=

10?3.45=485A

短路整定：4倍

③灵敏度系数校验：Id6/KbIzd＝2667/115×4×(10÷3.45)=2.0>1.5满足灵敏度要求

D：2#移动变电站高压侧开关、低压侧保护箱的整定计算低压侧BXBD-500/3300型低压保护箱①过载保护负荷电流计算值

3Kx?Pe?1031?1200?10If＝==267A

3UeCOS?pj?pj1.732?3450?0.85?0.9过流整定：Izg=267A②短路保护

整定计算值：Izd=Iq=90×6×3=1620短路整定：6倍第32页共67页

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高压侧KBG-315/10型高压开关①过载保护按变压器额定电流整定

过流整定：Izg=92A②短路保护整定计算值：Izd=

IqKb=（90×6×3）÷（10÷3.45）=560短路整定：6倍

E：1#移动变电站低压馈电开关整定计算低压侧BKD-400/660型低压馈电开关①过载保护负荷电流计算值

3Kx?Pe?1030.47?270?10If＝==150A

3UeCOS?pj?pj1.732?660?0.8?0.93过流整定：0.4

②短路保护

整定计算值：Izd=Iq+KxΣIe=35×6+0.48×234=322

短路整定：3倍

(2)低压开关的整定:

①、1号KE1004组合开关整定:

A、一回路负荷转载机电机（低速）Ie=172A

过载整定Izg=172A短路整定Lzd=8Izg第33页共67页

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B、二回路负荷转载机电机（高速）Ie=251A

过载整定Izg=255A短路整定Lzd=8Izg

②、2号KE1004组合开关整定:

A、一、二、三回路分别负荷乳化液泵Ie=157A

过载整定Izg=160A短路整定Lzd=8IzgB、回路负荷破碎机Ie=123A

过载整定Izg=123A短路整定Lzd=8Izg灵敏度系数校验：Id1/Izd＝3443/123×8＝2.8>1.5

满足灵敏度要求

③、1号PBE3006C组合开关整定:

A、二回路负荷后部刮板输送机机头电机（低速）Ie=61A

过载整定Izg=61A短路整定Lzd=8Izg

B、三回路负荷后部刮板输送机机头电机（高速）Ie=89A

过载整定Izg=90A短路整定Lzd=8Izg灵敏度系数校验：Id1/Izd＝2339/90×8＝3>1.5

满足灵敏度要求

C、五回路负荷后部刮板输送机机尾电机（低速）Ie=61A

过载整定Izg=61A短路整定Lzd=8Izg

D、六回路负荷后部刮板输送机机尾电机（高速）Ie=89A

过载整定Izg=90A短路整定Lzd=8Izg

④、2号PBE3006C组合开关整定:

A、二回路负荷前部刮板输送机机头电机（低速）Ie=61A第34页共67页

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过载整定Izg=61A短路整定Lzd=8Izg

B、三回路负荷前部刮板输送机机头电机（高速）Ie=89A

过载整定Izg=90A短路整定Lzd=8Izg

C、四回路负荷采煤机Ie=200A

过载整定Izg=200A短路整定Lzd=4Izg

D、五回路负荷后部刮板输送机机尾电机（低速）Ie=61A

过载整定Izg=61A短路整定Lzd=8Izg

E、六回路负荷后部刮板输送机机尾电机（高速）Ie=89A

过载整定Izg=90A短路整定Lzd=8Izg灵敏度系数校验：Id4/Izd＝2667/90×8＝3.7>1.5

满足灵敏度要求

⑤、KE3004组合开关整定:

一、二、三回路分别负荷皮带电机Ie=89A

过载整定Izg=89A短路整定Lzd=8Izg

(3)开关分断能力校验:开关型号KE1004PBE3004分断能力A2000012000分断最大电流A1.15×7900=90851.15×3403=3913校验结果合格合格(4)移动变电站高压侧KBG-315/10型高压开关动热稳定校验。经查得:移动变电站高压开关额定动稳定电流Igf=25KA,额定热稳定电流It=10KA

①动稳定校验第35页共67页

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反风的风流路线为：

新鲜风→辅助运输大巷→40108回顺联络巷→40108回顺→40108工作面→40108运输顺槽→1#总回→立风井→主扇→地面。

三、工作面风量配备（一）工作面瓦斯涌出量预计1、采煤工作面本煤层瓦斯涌出量q1q1=k1k2MLVd(W0—WC)/1440

=1.3×0.86×10.3×180×4.8×1.39（6.4-1.78）/1440=44.37m3/min式中：

k1--综放工作面瓦斯涌出不均衡系数，1.3；

k2--采煤方法系数，后退式回采，k2=（L-2I）/L,取巷道排放宽度I=13m；

M--采高，m；

L--采煤工作面斜长，m；V--日进度，m/d;d--容重，1.39t/d;

W0、WC--分别为煤层原始、残存瓦斯含量，m/t；据煤层挥发份取WC=1.78m3/t。

2、邻近煤层瓦斯涌出q2

采煤工作面开采过程中，采场围岩应力重新分布，采空区顶板岩石冒落，围岩移动、变形、膨胀并产生裂隙，处于围岩卸压范围内的煤层也同时卸压和膨胀变形，卸压瓦斯通过层间裂隙涌入开采层。采煤工作第41页共67页

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面开采过程邻近层瓦斯涌出按重庆分院在阳泉、松藻等类似条件下矿区的邻近层瓦斯涌出经验公式进行计算。

q2=(aVcMLVd/1440).∑W0iMiηi/M（14）式中：

a、c--系数,参考松藻矿区取a=1.4，c=-0.45；W0i--邻近i煤层原始瓦斯含量，m/t；ηi--邻近i煤层瓦斯排放系数，%；Mi--邻近i煤层厚度，m；M--开采煤层厚度，m。邻近煤层瓦斯排放系数主要取决邻近煤层与开采层的间距、层间岩性等；本计算参考重庆分院在阳泉、松藻等矿区研究结果取值，参见下图。1203

80层间距离（m）40瓦斯排放率（%）0-20-40-604080不同层间距煤层瓦斯排放率第42页共67页彬长公司大佛矿业有限公司40108综采放顶煤工作面设计说明书

4号煤层邻近煤层瓦斯涌出量计算表

邻近煤层编号厚度(m)距开采层间距(m)上敷岩层4煤层顶板合计上η(%)W(m/t)70726.46.43初采期瓦斯涌(m/min)1.37.18.430.633.537.817.053、煤层顶板围岩瓦斯涌出量

根据华宇工程公司瓦斯涌出量预计，4#煤层顶板依照计算所得4#煤层的53.1%考虑，则4#煤层顶板瓦斯涌出量为

q3=q1×53.1%

=23.56m3/min

4、工作面瓦斯涌出量

q=q1+q2+q3

=44.37+8.4+23.56

=76.33m3/min式中：

q--采煤工作面瓦斯涌出量m3/min;q1--采煤工作面本煤层瓦斯涌出量m3/min；q2--邻近煤层瓦斯涌出量m3/min；q3--开采煤层顶板瓦斯涌出量m3/min。（二）工作面风量计算工作面回采初期风量计算：

1.按工作面瓦斯涌出量计算

Q采=100×Q沼×k=100×6×1.3=780m3/min第43页共67页

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式中：

Q采--工作面配风量m3/min；

Q沼--工作面风排绝对瓦斯涌出量，m3/min；K--瓦斯涌出不均衡系数，取1.3；

2.按工作面温度计算

Q采=60×V采×S采=60×0.6×21=756m3/min；

式中:

Q采--工作面风量,m3/min

V采--工作面风速,m/s；S采--工作面平均断面积为21㎡3.按工作面最多人数计算实际需风量Q采=4N=4×50=200m3/min式中:

Q采--工作面配风量,m3/min

N--工作面同时工作的最多人数为50人4、风速进行验算

由以上计算可知,工作面配风量最大值取780m3/min按最低风速0.25m/s验算，最高风速4m/s验算：15×Q采﹤Q采﹤240×Q采

15×24﹤780﹤240×24m3/min360﹤780﹤5760m3/min

可见，符合《煤矿安全规程》要求（三）高爆巷风量计算

工作面高爆巷每条巷道配风200m3/min.1、按风速计算：Q高爆=0.15×60×S

=0.15×60×8第44页共67页

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=72m/min

2、按瓦斯涌出量计算：

Q高爆=100×Q沼×k=100×0.84×1.3=110m/min式中：

Q采--工作面配风量m3/min；

Q沼--工作面风排绝对瓦斯涌出量，m3/min；K--瓦斯涌出不均衡系数。取1.3。所以，200m3/min风量满足要求。则三条高爆巷总风量为：600m3/min

灌浆巷两台局部通风机供风，高抽巷配风量为500m3/min，风机为2×30KW：灌浆巷正头配风量为700m3/min，风机为2×45KW。则

Q灌浆=500+700

=1200m3/min

泄水巷使用一台45KW风机供风，正头配风量为400m3/min，则Q106灌浆=400m3/min40108工作面总配风量为：

Q采＋Q108灌浆+Q高爆+Q106灌浆=780＋600+1200+400=2980m3/min（四）通风设施设臵

根据40108工作面巷道布臵，在40108回顺联络巷设臵两道无压风门；40108运顺联络巷安设两道无压风门（常开）；40108灌浆巷2#、3#联络巷构筑两道调理风墙、1#联络巷安设两道无压风门。

（五）煤仓（溜煤口）漏风管理

机电动力部门在设计溜煤嘴时，应考虑控制、减少溜煤口漏风量，同时各施工单位必需严格按设计要求施工，溜煤口减少漏风量。

四、安全监测

根据《煤矿安全规程》规定，工作面监测传感器如下布臵：

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彬长公司大佛矿业有限公司40108综采放顶煤工作面设计说明书

监测监控：40108采面共安装分站2台（24＃、25＃），拟定安装在辅运8#联巷；共安装各类传感器31台，其中甲烷传感器15台，温度传感器1台，一氧化碳传感器1台，风速传感器1台，风门传感器6台，设备开停传感器7台，断电仪安设10台，敷设信号电缆14000米，主通讯电缆260米。具体安装位臵及断电门限如下：

序号123456789101112131415161718192021222324传感器类型甲烷甲烷甲烷甲烷甲烷甲烷甲烷甲烷甲烷甲烷甲烷甲烷风速温度CO风门风门风门开停开停开停开停甲烷甲烷位置上隅角采煤工作面回顺中部采面回风回顺三岔口1＃高抽工作面1＃高抽回风2＃高抽工作面2＃高抽回风采面进风灌浆巷正头、钻场灌浆巷回风采面进风上隅角上隅角运联风门回联风门1＃联巷风门灌浆巷主备风机1＃高抽巷主备风机2＃高抽巷主备风机运顺皮带40108泄水巷正头40108泄水巷回风报警值1.00%1.00%1.00%1.00%1.00%1.00%1.00%1.00%1.00%0.50%1.00%1.00%1.0%1.0%断电值1.00%1.50%1.00%1.00%1.00%1.50%1.00%1.50%1.00%1.50%1.00%1.5%1.0%复电值＜1.0%＜1.0%＜1.0%＜1.0%＜1.0%＜1.0%工作面及其回风巷内全部非本质安＜1.0%全型电气设备电源并闭锁工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备电源并闭锁断电范围＜1.0%工作面及其回风巷内全部非本质安＜1.0%全型电气设备电源并闭锁＜1.0%灌浆巷局部供风段全部非本质安全＜1.0%＜1%＜1%泄水巷局部供风段全部非本质安全型电气设备电源并闭锁型电气设备电源并闭锁（二）瓦斯检查工作面每班必需安排两名专职瓦检员。一名跟机瓦检员随时检查机第46页共67页

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组前后20m范围内风流、煤壁和采煤机两滚筒间、上隅角、下隅角的瓦斯浓度;一名巡回瓦检员，检查工作面进风流、回风流等处的瓦斯浓度,每班至少四次检查,四次汇报。跟机瓦检员不在现场时,严禁开机割煤。当发现工作面风流、采煤机滚筒周边及放煤口沼气浓度≥1%或CO2浓度≥1.5%,上隅角沼气浓度≥1%时,都必需中止工作,撤出人员,采取措施,进行处理汇报通风调度。

五、防尘

（一）、防尘管路的铺设

地面水池