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1、XX煤矿采煤工作面设计说明书1 12022工作面概况 12采区所处井田位置、采区边界及邻区情况12采区位于井田南部，其边界范围为，北以+200m二1煤层底板等高线为界，南至二1煤层露头，西以纬线为界，东至井田边界。采区走向长1400m，倾斜宽410m，煤层倾角平均，倾斜面积630796m2。该采区各系统于2010年6月份全部形成，具备安全生产条件，采区工作面接替顺序为：1206212032120421201212022 12022工作面位置及参数12022工作面为复采工作面，位于12采区上部东翼，上(南)至矿井边界保护煤柱，下(北)为已经回采结束的12042工作面，西为12采区皮带巷保护煤柱(
2、30m)，东至矿区边界。12022工作面设计走向长500m，倾斜80m，面积为40000m2，煤层平均厚度。工作面上履地貌、地物标高+423+512m，井下标高+277+339m。12022工作面上部为复耕农田，没有建筑、公路及其它重要的设施，但工作面距离地表较近，在回采后地表可能会出现裂缝或局部塌陷，在工作面回采过程中要经常检查，发现裂缝或塌陷区及时使用黄土进行夯实充填，防止地面雨水倒灌进矿井。 煤层赋存特征二1煤层位于下二叠统山西组下部，全区发育，结构简单，层位稳定。煤层距其上的大占砂岩平均。二1煤层顶板为砂质泥岩和泥岩，底板为砂岩。煤层厚度0，平均，煤层走向270273，倾向03，平均倾
3、角25，表现为单斜构造。1.3.1煤质特征：1)、物理性质二1煤为灰黑至黑色，条痕色为灰至棕黑色，呈粉沫状，半亮至全亮型，金刚、似金属光泽，具贝壳状、参差状断口，性脆易碎。视密度m3。二1煤层以粉煤为主，宏观煤岩组份不清。显微煤岩类型以亮煤、丝炭为主。有机显微煤岩组份含量%，以镜质组为主，有少量半镜质组和惰质组。镜质组多为基质镜质体、均质镜质体，多呈条带状结构，为煤中其它组份的胶结体，木煤、木质镜质体少见;半镜质组中可见到糜棱状构造，惰质组含量不多，主要为半丝基质体和丝质体，常破碎为弧状和星状，偶见丝质浑圆体和微粒体。无机组份含量%，以粘土矿物为主，呈团块状单独产出或粒状镶嵌在基质镜质体中，次
4、为碳酸盐矿物，呈脉状或团粒状分布，硫化物主要为黄铁矿，多呈脉状充填于裂隙中。1.3.2 瓦斯及煤尘等1)、瓦斯：根据矿井瓦斯地质图，该工作面位于无突出危险区。经过开采后大量的瓦斯已经释放，本工作面按一般工作面进行管理。根据12042工作面瓦斯涌出量推算，12022工作面瓦斯涌出量最大为 m3/min，最小为min，平均为min。2)、煤层的自燃发火：根据煤炭科学研究总院重庆分院2007年6月29日对本矿所做的煤炭自燃倾向等级鉴定，鉴定结论：本矿井二1煤层属于三类，不易自燃煤层。矿井在正常的生产过程中未发生过煤层自然发火现象，在生产历史上无高温自燃现象，据白坪井田区域资料，二1煤层自燃发火期为8
5、12个月，在以后的矿井生产中要对煤层的自燃加以预防。3)、煤尘：煤炭科学研究总院重庆分院2007年6月29日对本矿所做的煤尘爆炸性鉴定报告，爆炸性试验火焰长度10mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉量%，煤尘爆炸指数为%。鉴定结论：有煤尘爆炸性。 煤层的顶底板情况1)、二1煤层伪顶：炭质泥岩，仅局部可见，不发育，一般厚，随采随落，不易维护。2)、二1煤层直接顶：砂质泥岩和泥岩，有局部为细粒砂岩，平均厚，岩石级别为45级，普氏硬度系数23， 岩石内磨擦角3238，垂直抗压强度为，随工作面推进而自动垮落。3)、二1煤层老顶：是灰白色、含云母特多的细至中粒长石石英砂岩，层面含大量白云母片及炭质面，俗称大占砂岩
6、。平均厚度左右，普氏硬度系数811，内磨擦角82538448，容重吨/m3，垂直抗压强度为，由于其厚度大，回采后一般不直接垮落，往往滞后一段时间垮落4)、二1煤层伪底：炭质泥岩和砂质泥岩，厚度，质软。5)、二1煤层直接底板：砂岩，平均厚，层理比较明显，开采时经常遇到基底不平现象。6)、二1煤层老底：为石炭系太原组的L7-8灰岩，平均总厚为，质坚性脆。 工作面储量12022工作面设计走向长度500m，倾斜长度80m，面积为40000m2，煤层平均厚度。工业储量：40000=万t;可采储量：37600=万t。工作面可采期：工作面生产能力为万t/月，服务时间为9个月本文来自: 中国煤矿安全生产网 详
7、细出处参考：2012/04/12质构造该工作面为单斜构造，没有大的断层及褶曲等其它构造，对工作面回采没有影响。 水文地质特征1)、主要含水层(1)上寒武统和中奥陶统灰岩岩溶裂隙承压含水组主要岩性为白云质灰岩，溶洞发育，揭露最大厚度;该含水组单位涌水量，渗透系数d，水位标高+。(2)太原组下段灰岩岩溶裂隙承压含水层该含水层为二1煤层间接充水含水层。为L1L4石灰岩，石灰岩平均厚，该组单位涌水量，渗透系数d，水位标高+。(3)太原组上段灰岩岩溶裂隙承压含水层该层为二1煤底板直接充水含水层。由L7灰岩及以上太原组组成，以L7灰岩为主，一般;该组单位涌水量，渗透系数d，水位标高+。(4)二1煤顶板砂岩
8、孔隙裂隙承压含水层系指二1煤以上60m范围内的中、粗粒砂岩含水层，厚度，一般20m，其中以大占砂岩和香炭砂岩为主，岩芯破碎，含弱孔隙裂隙承压水，钻孔抽水单位涌水量，渗透系数d，水位标高+。反映其迳流条件不好，富水性弱的特点。该层为二1煤直接顶板含水层，正常情况，不会对开采二1煤造成威胁。该采面位于矿井上部，顶、底板无大的水害威胁。2)、老窑、老空水该采面巷道在老空区掘进，经11采区揭露，采空区顶板并未锈结，涌水流向深部，采空区内不会有大面积积水，但局部可能有少量积水，存在老空水的威胁。严格按照探放水设计进行探放水。3)、断裂构造影响本工作面区域内无断裂构造。4)、水文地质条件及涌水量由白坪井田
9、水文地质资料得知，马池矿位于白坪井田西部，二1煤顶板砂岩含水层富水性弱，水文地质条件简单;二1煤底板太原组上段灰岩含水层为灰岩裂隙水，水文地质条件简单，本井田处在水文地质条件简单地段。以邻近12042采煤工作面开采时涌水量为依据，推算12022工作面涌水量：12042工作面正常涌水量为5m3/h，最大涌水量为8m3/h;12042工作面位于12022工作面下部，根据正常情况推算，下部12042工作面的涌水量要大于上部12022工作面的涌水量，考虑综合因素，12022工作面正常涌水量为5m3/h，最大涌水量为8m3/h。 其他因素矿井区域内地温梯度约为C/100m，平均C/100m，该工作面地温
10、、地压均无异常。2 巷道布置方式及支护形式的选择、工作面顶板支护设计 工作面巷道布置工作面上、下付巷通过车场与副斜井连接，车场长度均为30m。由于12022下付巷前300m巷道为沿空掘进，等12042工作面回采结束后进行掘进;先施工掘进12022上付巷与切眼。12022上、下付巷均采用工字钢对棚支护，切眼采用单体柱配型钢梁支护。切眼位于12022上付巷505m位置，向下掘进与12042下付巷贯通形成工作面。工作面停采线位于12采区皮带巷东30m处。工作面上、下付巷回风巷与车场中间各设置两道正反向风门，12022上付巷回风绕巷与12012上付巷连接处设置两道正反向风门。运输巷、回风巷、联巷均采用
11、工字钢对棚支护，净断面均为。运输巷主要担负工作面煤、矸运输、进风和行人;回风巷担负工作面运料、回风和行人;联巷担负工作面行人、运料等任务。(具体见工作面设计图)。 12022上付巷12022上付巷开口坐标：x=3800111，y=，顶板标高+。设计巷道沿煤层底板掘进，走向方位角930，平均坡度-20 42。采用11矿工钢支护，规格为，掘进断面 m2，净断面。该巷道担负12022工作面回采期间的运输材料、回风、行人等任务。 12022下付巷12022下付巷开口坐标：x=3800185，y=，顶板标高+。12022下付巷外段300 m顺着原来12042上付巷沿空掘巷，该巷道里段195m掘进方位角9
12、3，平均坡度-3。采用11矿工钢支护，扩修断面 m2，净面。该巷道担负12022工作面回采期间的运煤、进风、行人等任务。 12022工作面切眼设计工作面切眼从12022上付巷505m处向下沿煤层顶板掘进，方位角00，坡度-260 ，切眼长度为80m。 顶板管理根据煤层赋存条件及顶底板岩层情况，顶板管理方式采用全部跨落法。支架选用DZ2本文来自: 中国煤矿安全生产网 详细出处参考：2012/04/12单体液压支柱，本支柱可适用于炮采工作面。其主要技术参数为：支护高度17002200，额定工作阻力250kN，额定工作压力，初撑力115157kN。顶梁选用FBD2400/300C型钢梁。并配有XRB
13、2B-150/200型乳化液泵站为采面的单体液压支柱供液。工作面采用二梁五柱支护形式，棚间距为，该支护形式能够满足安全生产需要(经下面验算得出结果)。2.2.1 顶板支护设计直接顶为泥岩和砂质泥岩，厚度为。老顶为细-中粒大占砂岩，厚度。根据12042复采工作面顶板观测，直接顶初次垮落步距为10m，老顶初次来压步距为15m，周期来压步距为6m，属二类中等较稳定顶板。局部顶板为原顶板垮落后胶结再生顶板。采场控制设计：该工作面顶板控制设计从“支、护、稳”三方面考虑设计。(1)“支”：就是要求支架在其工作过程中能够支撑住顶板所施加的压力。在直接顶初次垮落、老顶初次来压及周期来压期间支柱所受压力比平时大
14、的多。因此，支护强度设计从这三个时期计算取最大值。A、直接顶初次垮落期间直接顶初次跨落期间要把直接顶安全地切在采空区，在此期间支架至少应承担起直接顶初次垮落步距一半的重量，合理的支护强度为：P1=MALAYA/2L小 =(610/(2=m2式中：P1支架支护强度 t/m2MA -直接顶厚度 6mYA -直接顶平均容重 m3LA -直接顶初次垮落步距 10mL小 -最小控顶距 B、老顶初次来压期间要求支柱在不被压死的情况下，P2能承担起老顶重量的1/4及全部直接顶的作用力。A= MeYeL/L小=6= m2式中：A -直接顶作用力 t/m2MA -直接顶厚度 6mYe -直接顶容重 m2L- 最
15、大控顶距 L小 -最小控顶距 P2=A+MBYBCB/4ktL小=+15)/4=+/24=(t/m)式中：P2 -支架支护强度 t/m2A -直接顶作用力 m2MB -老顶厚度 YB -老顶容重 m3kt -岩重分配系数 kt=L小 -最小控顶距 CB -老顶初次来压步距 15mC、周期来压期间在此期间，要求支架承担起直接顶，并能承担部分老顶的作用力，以减缓老顶的来压速度，合理的支护强度为：P3=A+MCYCCC/4ktL小=+6)/(4=24=(t/m2)式中：P3 -支架支护强度 t/m2A -直接顶作用力 m2Mc -老顶厚度 YC-老顶容重 m3CC -老顶周期来压步距 6mD、按经验
16、公式计算按照经验，支护强度为采高岩重的68倍。P4=8M=62=30t/m2式中：M-采高2m 岩容重 吨取以上最大值，合理的支护强度应为：P=P1=m2E、支护密度按该工作面棚距为，每棚站柱5根，则，支护密度为：N实=5/(L棚L柱) =5/ =(根/m2)式中：N实 -实际支护密度 根/m2L棚 -实际棚距 L柱 -最大控顶距 N设=Pmax/F0=24=根/m2式中：N设 -支护强度必须的支护密度Pmax -计算取的最大支护强度F0 -支柱工作阻力，取额定工作阻力的80%为24t/根经计算：N实=根/m2N设=根/m2，故取支柱棚距为，每棚站柱5根，符合要求。(2)“护”：包括护帮顶和护
17、底a、护帮顶：护顶：根据工本文来自: 中国煤矿安全生产网 详细出处参考：2012/04/12艺要求，顶板舍邦实行全封闭管理，保证不漏顶，不漏帮，根据理论计算和所提供的材料选择60050mm棚距(中-中)，对棚架设。使用荆芭质量必须可靠，做到强度高，密度大，椽子直径不少于50mm，打顶时做到荆芭搭接合理(150至200mm)，椽子摆放均匀，每棚6根，不得出现漏顶现象。b、护底为保证采面支柱支撑力，支柱要深入碴面以下150mm，且要蹬到硬底上，底板松软地段要站木鞋板、铁鞋板或符号要求的塑料鞋板。(木鞋规格为:400mm160mm60mm)(3)“稳”的准则要求支架具有抵抗来自层面方向推力的能力，为
18、防止复合顶板推垮冒顶事故的发生，须提高支柱的初撑力，控制复合顶板的初期离层，增大软硬岩层间的摩擦力。P初 =hr(cos+sin/f)/G实式中：P初 -支柱初撑力 KN/根h-复合岩层厚度 根据跨落高度取r-复合岩层密度 m?;-煤层倾角 26G实-支护密度 根/米2f-软硬岩层之间摩擦系数 取则：P初=(cos26+sin26)/=m2=故：对照郑煤集团规定，中排单体柱初撑力保证在55KN以上，煤墙及老塘侧单体柱初撑力保证在30KN以上足以防止推垮型冒顶事故的发生。2.2.2 采场支护设计a、采场支护：采用DW22-30/100型单体柱配长型钢梁支护，每对棚5根柱，对棚距(中中)，最大控顶
19、距，最小控顶距，放顶步距，见图附后。b、工作面下安全出口支护：工作面下安全出口长，行人宽度不小于，高度不低于，布置6对12根型钢梁支护，一梁三柱成对使用，交替迈步前移，每对棚距不超过。工作面机头与下付巷搭接处架设一对抬口棚，抬口棚必须保证抬住下付巷棚梁，用木楔背好。c、工作面上安全出口支护：工作面上安全出口长，行人宽度不小于，高度不低于，布置6对12根型钢梁支护，一梁三柱成对使用，交替迈步前移，每对棚距不超过。工作面机尾与上付巷搭接处架设一对抬口棚，抬口棚必须保证抬住上付巷棚梁，用木楔背好。d、上、下付巷超前支护：工作面上、下付巷的上、下帮自工作面煤墙不少于20m的超前支护。分别在上、下付巷的
20、上、下帮自煤墙向外打设不少于10m的双抬棚;以外1020m打单抬棚支护，支在靠采面的一侧。抬棚用铰接顶梁配合单体液压柱支护，支柱要顶住梁的中间，梁离巷邦300mm为宜按线架设，与工字钢梁不铰接处用楔子背牢，不得间断。e、尾巷回收：上、下付巷尾巷与工作面放顶线放齐，下付巷尾巷最多可滞后放顶线1m，保证柱、梁、坑木、工字钢100%回收。2.2.3 初次来压、周期来压和顶板管理a、该工作面根据相邻工作面顶板情况，预测初次来压步距一般为15m，周期来压步距为6m，在此期间顶板开始大面积垮落，压力急骤增大，所以必须加强顶板管理。b、做好初次来压期间顶板预测工作，每班技术员对当班顶板冒落情况如实向区队汇报
21、，填好记录。c、严格初采期间工程管理，工作面在放炮或放顶之前要进行二次注液，保证柱子初撑力达到要求，支柱液压阀漏液或卸载时，要及时处理。d、顶板有来压预兆或冒落预兆时，不准移副梁待压力稳定后，方可进行移副梁放顶。并有班组长观山，发现顶板异常，压力增大有掉碴等预兆时，立即撤人。e、初次来压前，工作面放顶时，工作面溜子要停止运行或间断运行，溜子停开有准确信号。f、在工作面初次来压前，如果采空区的直接顶冒落高度小于或舍邦被埋少于支柱高度的三分之二以下时，舍帮要打抬棚，一梁三柱，背牢升紧，必要时，加密集支柱切顶和在舍帮每隔5m打设木垛加强支护，工作面严禁出现空载支柱。g、如果放顶5排，老顶仍不落，必须
22、制定专项技术措施。该采面推至离12采区皮带下山30m处为停采线，进行回收，回收时，制定专项安全技术措施，回采结束后，45天内，必须对采空区进行封闭注浆。3 12022工作面生产系统 运输系统3.1.1 运煤路线12022工作面(溜子)12022下付巷(溜子、皮带)12采区皮带下山(皮带)四巷溜煤囤主一部皮带主井平地(皮带)煤场3.1.2 运料路线设备、平地料场斜井井口装车斜井轨道轨道下山12022上付巷车场12022上付巷工作面。3.1.3 工作面运输设备选型12022下付巷长度495m，倾角=-3，对该工作面设备进行选型设计。工作面下巷里段100m溜子运输。(一本文来自: 中国煤矿安全生产网
23、 详细出处参考：2012/04/12、胶带机选型1、设计依据设计生产能力 30万t/a输送长度 L = 400m上山倾角 = 3工作制度 330d/a，16h/d运输任务 担负回采工作面运煤煤的散集容重 = m3煤在胶带上的堆积角 = 30煤的最大块度 max=150mm(大部分接近面煤)设计生产率 A=100t/h初选用DTL65/20/30型胶带输送机,其参数：带速s，胶带宽度650mm，电机功率2*30KW，电压660V。式中：m电动机功率备用系数，取;1机械传动效率，一般取;a多机不平衡系数，双机时取;b电压降系数，井下采区取。5、胶带输送机选择根据以上计算，运输巷采用功率2*30KW
24、防爆电机驱动的原有DTL65/20/30型胶带输送机,其参数：设计运输生产率200t/h，带速s，胶带宽度650mm，电机功率2*30KW，电压660V。胶带机铺设完成后，应检测运输设备及其铺设质量，使之符合相关规程、规范及行业规定的要求。6、运输能力验算A=B(KVC)2/(1000=(4582/(1000=217t/h年运输能力计算为：33010110=33万t/a式中：330 年设计330天工作;10 每天10h净运输工作时间;110 每小时平均运输能力，取217t/h的一半。富裕系数33/5=，满足运输要求。(二)、顺槽刮板机输送选型1、设计依据设计年生产能力 30万t/a输送长度 L
25、=120m倾角向上 =3运输任务 担负采区运煤设计运输生产率 A=50t/h2、选择刮板机输送类型根据A=50t/h，顺槽选用SGB420/40T型刮板输送机。其有关技术特征：出厂长度：L=120米运输能力：M=80t/h刮板链速：v=米/秒刮板质量：q0=公斤/米电机功率：N=40KW破断拉力：SP=320000N3、运行阻力、牵引力和功率计算重段运行阻力q=A/v=mWxh=(q0wo+qw)Lcos-(q0+q)Lsing=+* 120cos4-+120sin4=空段运行阻力Wk= q0gL(wocos+sin)g=120+sin4) =考虑曲线段阻力及弯曲段的附加阻力则总牵引力Wo=(
26、 Wk +Wxh)=+=电动机轴上的总功率计算N=WOv/1000*(传动装置效率) =800=考虑20%的备用功率取电动机功率备用系数N=电机功率不够，因此采用SGB420/80T型刮板输送机，双电机驱动。4、链子强度验算K=2*Sp/Smax=2320000/= 链子强度足够。本文来自: 中国煤矿安全生产网 详细出处参考：2012/04/12顺槽选用一部SGB420/80T型刮板输送机。(三)、切巷刮板机输送选型1、设计依据设计年生产能力 30t/a输送长度 L =80m倾角向上 = 26运输任务 担负采区运煤设计运输生产率 A=50t/h考虑切巷刮板输送机运行条件均优于顺槽刮板输送机运行
27、条件，故切巷刮板输送机选型计算从略，直接选用一部SGB420/40T型刮板输送机。 通风系统矿井通风方式为中央并列式，通风方法为负压抽出式，即主立井、副斜井进风，回风立井回风，在地面风井安装两台型对旋轴流式通风机。一台工作，一台备用，配套电机110KW2，电压380V。矿井总进风量为4077m3/min，总回风量为4158m3/min，负压1320Pa，能够满足安全生产需要。设计工作面采用U型通风方式，风流路线为：副斜井12022进风绕巷12022下付巷工作面12022上付巷回风绕巷八井回风下山风井地面。3.2.1 掘进工作面需要风量掘进工作面需风量按瓦斯涌出量，爆破需风量和同时作业最多人数分
28、别计算，然后取其中最大值。(1)按瓦斯涌出量计算Q煤掘=100q掘绝KCH4=100=45m3/min式中：KCH4-瓦斯涌出不均衡通风系数，取;q掘绝-绝对瓦斯涌出量，取 m3/min;(2)按人数计算掘进工作面实际需风量Q掘=4N=420=80m3/min式中：N-掘进工作面同时工作的最多人数，取20人(3)按掘进工作面炸药消耗量计算需风量Q掘=25A=256=150m3/min式中：A-一次爆破炸药取最大用量6kg经计算，煤巷掘进工作面需风量取最大值，即按爆破需风量计算值150m3/min。风速验算：V=Q掘S掘=15060=s m/s第一百零一条之规定。/p (4)风机、风筒选型根据以
29、上计算选用FBDYN0562-211KW型局扇，其工作风量为200400m3/min，全风压为3504000Pa,可以满足要求。选用直径为600mm的胶质双抗风筒，双反压边接头，每10m为一节。要求风筒吊挂平直，无接头漏风，无破口，风筒长为500m，百米漏风率不大于3%。3.2.2 采煤工作面需要风量采煤工作面需要风量按瓦斯涌出量、爆破后的有害气体产生量以及工作面气温、风速和人数等规定分别进行计算，然后取其中最大值。(1)按回采工作面回风流中瓦斯涌出量计算Q采=100q采绝KCH4 =100=99m3/min式中：Q采回采工作面需要风量，m3/min;q采绝回采工作面回风巷风流中瓦斯的平均绝对
30、涌出量，取最大值min;KCH4采面瓦斯涌出不均衡通风系数，炮采，取;(2)按工作面温度计算Q采=60V采S采K采 =60=348m3/min式中：V采采煤工作面的风速，按采煤工作面温度选取，S采采煤工作面有效通风断面，取最大和最小控顶距时有效断面的平均值，?;K采采煤工作面长度风量系数，按采煤工作面长度选取，;(3)按回采工作面炸药消耗量计算需风量Q采=25A = 25=45m3/min式中：A一次爆破炸药取最大用量(4)按回采工作面同时作业人数计算需风量Q采=4N =470=280m3/min式中：N采煤工作面作业最多人数为49人，考虑交接班及管理人员等情况，取70人/班;经计算，采煤工作
31、面需风量最大值为348m3/mins)。按照有关规定要求，工作面风量取400m3/mins)。风速验算：V=Q采S采=s m/s经验算，工作面配风量为400m3/mins)符合规程要求。 采面供电井下中央变电所高低压配电设备均选用矿用防爆型设备，井下其它电气设备均选用矿用本文来自: 中国煤矿安全生产网 详细出处参考：2012/04/12隔爆型。井下变压器选用KBSGZY-500/10/、KBSGZY-100/10/、KBSGZY-400/10/型矿用变压器，660V低压配电开关选用BKD1-400Z/660Z型和BKD1-400Z/600F真空馈电开关。3.3.1 电缆截面的选择根据矿井实际，
32、向该工作面供电的中央变电所距回采工作面运输巷皮带机头550m，变压器型号为KBSG-500KVA。对于低压线路，一般按长时允许电流初选，按允许电压损失及机械强度校验。1、按长时允许电流选择电缆截面矿用橡套电缆载流量：其具体情况如表3-1所示。3-1 矿用橡套电缆载流量情况要求导线的长时允许电流小于线路的负荷电流。即：KIacIca式中：Iac-空气温度为25度时，电缆允许载流量;K-环境温度修正系数，取1;Ica-用电设备持续工作电流(1)对于顺槽选用的胶带机额定功率为2*30KW，其额定电流为Ie=P/3Ucos其中P=2*30KWU=660Vcos=则Ie=47500/660=支线路的负荷
33、电流Ica1=(2)对于顺槽选用的杂质泵额定功率为15KW，其额定电流为Ie=P/3Ucos其中P=15KWU=660Vcos=则Ie=15000/60=支线路的负荷电流Ica2=(3)对于顺槽选用的单台刮板机额定功率为240KW，其额定电流为Ie=P/3Ucos其中P=80KWU=660Vcos=则Ie=80000/660=支线路的负荷电流Ica3=(4)对于切巷选用的单台刮板机额定功率为40KW，其额定电流为Ie=P/3Ucos其中P=40KWU=660Vcos=则Ie=40000/660=支线路的负荷电流Ica4=干线路的额定负荷电流IcaZ1= Ica1 +Ica2+ Ica3+ Ic
34、a4=+=根据线路的负荷电流并考虑负荷增加等情况，总电源线路选用截面70mm2电缆;皮带机、杂质泵、单台刮板机之间选用截面70mm2电缆;刮板机电源分支线路的电缆选用截面25mm2电缆;皮带机、杂质泵电源分支线路的电缆均选用截面16mm2电缆。3.3.2 按电缆网路的电压损失校验电缆截面为保证用电设备的正常运行，电缆网路实际电压损失不应超过网路所允许的电压损失，即端电压不得小于额定电压的95%。为此应 选用足够大的电缆截面，以使电压不得超过允许值。终端电压损失算： 3.3.3 低压开关的选择及整定1、低压开关选择井下动力线网中低压馈电开关选用矿用隔爆型真空馈电开关，启动器选用真空磁力起动器，所
35、用开关的额定电压应不小于所在电网的额定电压，额定电流应不小于其所控制线路的最大长时工作电流。对于控制单台或两台电动机的开关，其最大长时工作电流可取电动机的额定电流。按照计算，支线路最大负荷电流Ica=，干线路的负荷电流Ica=，所以由变电所向采面供电的低压总馈电开关可选用额定电流为200A KJZ型真空开关;向皮带机、刮板运输机和液压钻机供电的启动开关选用额定电流为80A的QBZ型真空启动器。2、低压开关整定(1)由变电所向掘进工作面供电的低压总馈电开关的整定过负荷整定：IZIcaz=207A取倍的额定电流，即*200=180A短路整定：IZd5Icaz=5=9本文来自: 中国煤矿安全生产网
36、详细出处参考：2012/04/12取5倍，即5200=1000A整定校验：K=Imin(2)/IZd=3145/1000=,整定合格。式中IZ-过负荷整定电流，A;Imin(2)-被保护线路末端最小两相短路电流，A;查表换算得出3145A;IZd-短路整定电流，A。(2)下付巷低压总馈电开关的整定过负荷整定：IZIcaz=207A取倍的额定电流，即*200=180A短路整定：IZd5Icaz=5=取5倍，即5200=1000A整定校验：K=Imin(2)/IZd=3145/800=,整定合格。式中IZ-过负荷整定电流，A;Imin(2)-被保护线路末端最小两相短路电流，A;查表换算得出3145
37、 A;IZd-短路整定电流，A。(3)皮带机启动器开关整定过负荷整定：IZIca1=整定JDB-80保护器9低档位，即(4)顺槽刮板输送机启动器开关整定过负荷整定：IZIca2=整定JDB-80保护器8档位，即44A(5)杂质泵启动器开关整定过负荷整定：IZIca2=整定JDB-80保护器3档位，即(6)切巷刮板输送机启动器开关整定过负荷整定：IZIca2=整定JDB-80保护器8档位，即44A 防、排水系统经计算预计工作面正常涌水量Q正=5m3/h，最大涌水量Q大=8m3/h。根据12022工作面的正常涌水量和最大涌水量选用D25-A型水泵，水泵的排水能力为25m3/h，电机功率为15KW。
38、在工作面下付巷安装两台D25-A型水泵，正常排水时一台水泵排水，一台水泵备用。工作面涌水直接流入采面临时水仓再排入中央泵房(4台D85-309水泵)，由主排水泵经主井井筒排至地面。 供水及防尘洒水系统水池有三个，一是主井两座400m3水池，水源为矿井水;二是由白坪乡石门水厂供应生产用水，付井一座200m3水池。两水源供水均可靠，满足12022工作面生产及生活需要。井下消防管道与井下洒水管道采用同一供水管网，其用水由生产水池供给，给水管从主、副井井筒进入12022工作面上、下付巷。采用ZJ-Y44H减压阀进行减压，消防洒水管道采用无缝钢管，支管D76和D504mm。设计中12022工作面的巷道中
39、均敷设洒水管。在所有敷设管道的巷道内，每隔50m设DN25支管和DN25截止阀做冲洗巷道用，煤巷掘进工作面每隔50m设置一个洒水阀门。并配备一定数量的胶皮管。 工作面供水、照明系统12042上、下车场内安设防爆照明设备，工作面采用工人佩戴的矿灯照明。矿井安装DDK-6型综合调度通讯系统，内部电话容量128门。井下使用KTH型矿用本安型自动按键电话机，12042工作面上、下付巷超前支护内及皮带运输转载点等处安装专号电话，可直接与调度室和井上、下各科室、区队直接联系。能够满足安全生产的需要。七水平车场安装一部直拨电话()可以满足对外联络的需要;通信电缆在入井处装设熔断器和避雷装置，以防雷电波及井下
40、。 压风系统1、压风设备地面安装两台FHOG-D250F型单螺杆空气压缩机，额定风量42m?;/min，一用一备。2、压风自救系统沿副斜井铺设直径为159mm(厚度为5mm)的无缝钢管主管路，支管为直径75mm(厚度为的无缝钢管。风压、风量满足工作面及矿井安全生产需要。12022上、下付巷压风管路：地面空压机房副斜井12022上、下付巷。3、管路要求(1)、管路规格：压风自救支管路为直径75无缝钢管。(2)、管路敷设牢固平直，接头严密不漏风，气源接口处要有总阀门，便于压风自救的维护。(3)、必须在管路上设置水分离器(小风包)，保证供风清洁，防止自救袋喷头堵塞。4、自救袋安装(1)、12022上、下付巷每隔50m设置一个三通阀门，并安装一组压风自救袋，每组安装的数量不得少于58个，每个压风自救袋需风量min。(2)、压风自救袋要安本文来自: 中国煤矿安全生产网 详细出处参考：2012/04/12装在地点宽敞、支护良好、没有杂物堆积的人行道侧，人行道宽要保持在以上。
