工作面第三块段作业规程

第一章 工作面概况1地面位置地面标高一般为+21.6m，地势较平坦2井下位置及四邻采掘 情 况7130工作面位于井田东翼一水平三采区，东以切眼为界，西以三采区71煤运输上山，南北分别以风、机巷为界3回采对地面设施的影 响回采对大李庄和后桥村有一定的影响4采煤工作面范围工作面沿走向布置，风巷靠近“四含”防水煤柱 工作面起止标高-380～-410m，平均走向长565m，倾向宽127m第二章 采煤工作面地质条件项 目序号内 容说 明煤层赋存条件1产状倾向355°～35°平均倾角11°2特性坚固性系数2.5煤层厚度3.21m3煤质煤种分类水分(W)灰分(A)挥发(V)发热量(Q)QM FM1.5%19.63%32.36%6537卡/克4瓦斯煤层瓦斯含量(Qg)3.33ml/g5煤尘有爆炸危险性6自燃三类不易自燃储量1可采储量30.6344万吨2地质储量32.2467万吨水文1涌水涌水方式第三块段回采时涌水量水源砂岩裂隙水107m3 /h“四含”和砂岩裂隙混合水四含”水253m3 /h总量360m3 /h顶底板岩性1顶板岩性及其关系老顶：一般为浅灰色中砂岩，局部为细砂岩及砂泥岩互层，厚度为8.41-20.75m，平均14.4m。

直接顶：一般为深灰色泥岩，局部为浅灰色粉砂岩及中砂岩，厚度不稳定0-3.7m，平均厚1.7m2顶板垮落(来压)步距直接顶来压步距(m)老顶来压步距(m)初 次周 期1527～3015～183顶板分类直接顶分类老顶级别ⅡⅡ4底板岩性底板：一般为灰-深灰色泥岩，泥质结构，致密、块状、含植物碎片，较平整，局部裂隙发育煤岩层柱状图 第三章 采煤方法第一节　采煤工作面巷道布置一、 7130工作面巷道布置平面图二、 采煤方法的选择1．开采方法：采用走向长壁后退式回采，综合机械化落煤、装煤，采用液压支架支护顶板，采用全部垮落法管理老塘顶板2、采高和工作面推进方向： 本工作面煤层厚度2.5～4.0m、平均厚度为3.21m，选用ZY6000/18.5/38，最大采高为3.8m，初放期间采高控制在3.4m以下，初放结束后，可以逐步提高工作面采高，最大采高不得超过3.8m 工作面推进方向：煤岩层走向三、液压支架选型（1）支护强度采用以往的经验公式来计算：式中：P—支护强度，MPa； m—开采厚度，取3.305m； r—顶板岩石容重，取2.5t∕m3； d—顶板动载系数，取1.3； a—煤层倾角，取12.5°； B—附加阻力系数，取1.2； n—不均衡安全系数，取1.75； K—顶板岩石碎胀系数，取1.25。

0.507 MPa=0.542 MPa最后取P＝0.542MPa所选用的两种支架支护强度分别都大于0.542MPa，故满足要求2）支架载荷根据支护强度，则验算支架支护载荷为：式中：T—支护载荷，kN；L—顶梁长度，4.21m；C—顶梁前端到煤壁的距离，0.6m；B—顶梁宽度，1.43m；J—架间距，0.34m；则T=0.541×（4.21+0.6）×(1.43+0.34)= 4006KN计算结果表明，液压支架的最小工作阻力5067KN满足支护载荷的要求3）支架高度a.最大高度式中：Hzmax—支架最大支护高度，mm；Mmax—工作面最大采高，取3600mm；S1—伪顶冒落的最大厚度，取100mm则Hzmax=3600+100=3700mm.b.最小高度式中：Hzmin—支架最小支护高度，mm；Mmin—工作面最小采高，取2500mm；S2—顶板的下沉量、移架时支架下沉量和浮矸石之和，取100则 Hzmin=2500-100=2400mm.根据以上参数，本工作面选用液压支架工作高度1850-3800mm液压支架技术特征序号技术指标技术参数1支架型号ZY6000/18.5/38、ZYG6000/18.5/382支撑高度1850-3800mm3支架初撑力5067kN4工作阻力6000KN5支护强度0.88 Mpa-0.93 MPa6底座前端比压 MPa支架选用ZY6000/18.5/38型液压支架及ZYG6000/18.5/38型液压支架。

第二节 回采工艺和顶板管理一、 回采工艺工作面采用中部斜切进刀，运输机弯曲段在工作面中部见（附图），（a）采煤机割煤至工作面左端；（b）空牵引至工作面中部，并沿运输机弯曲段斜切进刀，继续割煤至工作面右端；（c）移直运输机，采煤机空牵引至工作面中部；（d）采煤机自工作面中部开始割煤至工作面左端，工作面右半段运输机移近煤壁，依次循环进行中部斜切进刀方式示意图二、顶板管理1、顶板管理方法(包括控顶距、放顶步距、周期来压等)采用全部垮落法管理顶板，通过液压支架的升、降、移达到对顶板的支护、控顶、放顶的目的；支架最小控顶距：4.21m；最大控顶距：4.81m；放顶步距：0.6m；周期来压时，必须擦顶带压移架2、 工作面基本支护形式工作面综采支架为ZY6000/18.5/38型及ZYG6000/18.5/38型液压支架，共计87架1）工作面支护形式平面示意图：（2）A--A剖面图（3）B--B剖面图（3）C--C剖面图3、 车窝支护形式及规格（包括上下出口及超前支护形式）：机头为3架过渡支架、机尾为3架过渡支架，配合3m的长钢梁维护端头，工作面超前支护20m范围，超前退锚挑棚支护，形式为单体液压支柱配合金属绞接顶梁，机风两巷巷均为四排；一梁两柱支护，20－50m范围内打双排超前支护（一梁一柱）。

底板松软压力达不到要求时，支柱必须穿柱鞋4、循环支护材料消耗计算基础表：项 目名 称规 格消耗量备注 工作面支护 综采支架ZY6000/18.5/3881架ZYG6000/18.5/386架两巷超前支护塘柴Ф20×1200400根小 笆 800×500200片大 笆1600×50060片单体液压支柱DZ-2550根DZ-28100根DW-35100根DW-45200根金属铰接顶梁HJDA-1200300根5、备用材料：名称规格(mm)单位数量大 笆1600×500捆200小 笆800×500捆200塘柴捆1600个200半圆木1600×Ф200根100塘 柴Ф20×1200根4800第三节 爆破说明书一、炮眼布置： 二、爆破参数参数眼深角度布置方式联线方式爆破方法内容1.2m75º三花眼串联正向起爆参数眼距炸药类型雷管类型发爆器型号每眼装药量内容1.0m水胶炸药毫秒电雷管FMB-1500.3Kg第四章 生产系统第一节 采煤工作面运输系统一、运煤系统： 7130工作面 → 7130机巷 →三采区上部车场→6130风巷→63运输上山 →东翼胶带机巷 →中央胶带大巷 → 主井煤仓 → 地面。

二、运料系统： 副井 → 中央轨道石门 →东翼轨道大巷 → 63轨道石门→三采区轨道上山→三采区上部车场→ 7130机巷→用料地点 副井 → 中央轨道石门 →东翼轨道大巷 → 63轨道石门→三采区轨道上山→三采区第一中部车场→ 7130风巷→用料地点a) 运煤及运料示意图：第二节 采煤工作面通风系统一、工作面瓦斯涌出量预测：7130工作面（里段）在回采期间，回风流瓦斯浓度平均为0.30％，风量为1500m3/min左右,则风排瓦斯涌出量为4.5m3/min平均日产量为3300t，所以相对瓦斯涌出量为3.36m3/t；7130工作面（外段）计划日产量为3000t，所以绝对瓦斯涌出量为7m3/min二、工作面通风设计（一）、通风系统路线：新鲜风：副井→中央轨道石门→东翼轨道大巷→63轨道石门→三采区轨道上山→三采区第一中部车场→7130风巷→7130工作面乏 风：7130工作面（外段）→7130机巷→三采区上部车场→三采区上部车场绕道→三采区71煤回风上山→三采区总回风巷→东风井→地面后附7130工作面通风系统系统图 图1（二）、7130工作面第三块段风量设计：7130工作面第二块段在回采期间，回风流瓦斯浓度平均为0.28％，风量为1250m3/min,则风排瓦斯涌出量为3.5 m3/min，瓦斯抽放量平均为1.2m3/min，总的瓦斯绝对涌出量为4.7 m3/min，瓦斯绝对涌出量小于5 m3/min，所以7130工作面第三块段的瓦斯治理不采用抽放，全部采用风排。

7130工作面第二块段平均日产量为3000t，所以相对瓦斯涌出量为2.25m3/t；7130工作面第三块段计划日产量也为3000t，则绝对瓦斯涌出量为4.7m3/min1、按瓦斯涌出量计算Q采=100×K×q/0.8=100×1.5×4.7/0.8=881m3/minK：工作面瓦斯涌出通风不均衡系数，取1.5； 回风流瓦斯浓度取0.8％q：瓦斯绝对涌出量；2、按工作面温度选择合适的风速计算Q=60VS=60×1.5×（4.47＋3.87）/2×3.5=1313m3/minV：工作面风速，取1.5m/s；S：工作面平均断面；3、按人数计算Q=4N=4×90=360 m3/minN：工作面最多人数工作面风量暂定为1313 m3/min4、风速校验⑴最高风速：V1=Q÷S1÷60=1313÷14.71÷60=1.49m/s⑵最低风速：V2=Q÷S2÷60=1313÷16.99÷60=1.29m/s风速验算：0.25 m/s＜V2＜V1＜4m/s由此可见，风速符合《规程》规定根据以上计算，本工作面设计风量定为1313m3/min三、工作面安全监测系统设计(一)、甲烷传感器、分站、断电仪的型号及数量：甲烷传感器型号：KG9001C/KG9701A， 数量：3台 馈电断电器型号:D1/KDG3K 数量：4台分站型号：KJ90-F16 数量：2台(二)、甲烷传感器安装位置T0——距巷帮和采空区侧充填带均不大于0.8m，距离顶板不大于0.3m；T1——距采煤工作面煤壁10m范围内；T2——距采煤工作面回风巷口10～15m； (三)、采煤工作面甲烷传感器设置T0——报警浓度≥1.0%，——断电浓度≥1.5%，——复电浓度＜1.0%；T1——报警浓度≥1.0%，——断电浓度≥1.5%，——复电浓度＜1.0%；T2——报警浓度≥0.8%，——断电浓度≥0.8%，——复电浓度＜0.8%；(四)、断电范围： T1——采煤工作面及进、回风巷内所有非本质安全型电气设备。

T0、T2、——采煤工作面及回风巷内所有非本质安全型电气设备五）、便携式甲烷报警仪的配备和使用1、矿长、矿技术负责人、爆破工、采掘区队长、通防科区队长、工程技术人员、班长、流动电钳工、安全监测工下井时，必须携带便携式甲烷检测报警仪或数字式甲烷检测报警矿灯2、瓦斯检查工下井时必须携带便携式甲烷检测报警仪和光学甲烷检测仪,对其分管范围内的瓦斯进行不间断的检测, 瓦斯超限必须进行处理3、爆破工下井担任爆破工作时,必须携带甲烷报警仪，在爆破地点每次爆破前进行“一炮三检”工作，瓦斯超限停止装药爆破,并做好记录4、流动电钳工下井担负机电维修工作时，必须携带便携式甲烷报警仪，在检修工作地点20m范围内检查风流中的瓦斯浓度，瓦斯超限时不得通电或检修六）、安全监控管理1、安全监控设备之间必须使用专用阻燃电缆连接，严禁与调度电话电线和动力电缆等共用安全监控设备的供电电源必须取自被控开关的电源侧，严禁接在被控开关的负荷侧宜为井下安全监控设备提供专用供电电源2、与安全监控设备关联的电气设备、电源线和控制线在改线或拆除时，必须与安全监控管理部门共同处理检修与安全监控设备关联的电气设备，需要监控设备停止运行时，必须经矿主要负责人或主要技术负责人同意，并制定安全措施后方可进行。

安装断电控制时，必须根据断电范围要求，提供断电条件，并接通井下电源及控制线断电控制器与被控开关之间必须正确接线，具体方法由矿主要技术负责人审定3、井下分站应设置在便于人员观察、调试、检验及支护良好、无滴水、无杂物的进风巷道或硐室中，安设时应垫支架，或吊挂在巷道中，使其距巷道底板不小于300mm4、监控电缆必须悬挂在水管和风管的另一侧，如与风水管在同一侧敷设时，必须在风水管路的上方，间距不得小于300mm在巷道中，监测电缆与动力电缆必须分帮悬挂，如在同一帮，监测电缆必须在动力电缆的上方，间距不得小于100mm，电缆的连接严禁有失爆、鸡爪子、羊尾巴等现象5、井下使用的分站、传感器、声光报警器、断电控制器及电缆等由所在区域的区队长、班组长负责使用和管理6、安全监控设备必须定期进行调试、校正，日期为每月6日、16日、26日甲烷传感器、便携式甲烷检测报警仪等采用载体催化元件的甲烷检测设备，每10天必须使用标准气样和空气样调校1次每10天必须对甲烷超限断电功能进行测试7、监测工必须每天检查安全监控设备及电缆是否正常，使用便携仪甲烷检测报警仪或便携式光学甲烷检测仪与甲烷传感器进行对照，并将记录和检查结果报监控值班人员。

8、瓦检员每班进入工作地点，必须对工作区域内探头及监控线路进行完好确认方准迎头施工；每次放炮前由瓦检员监督施工单位班队长将瓦斯传感器及监控线路挪至安全地点，且炮后及时挂好；工作面施工过程中必须加强监控线路的保护，严禁破坏9、监控值班人员接到报警、断电信息后，应立即向矿值班领导汇报，矿值班领导按规定指挥现场人员停止工作，断电时撤出人员处理过程应记录备案当系统显示井下某一区域瓦斯超限并有可能波及其他区域时，矿井有关人员应按瓦斯事故应急预案手动遥控切断瓦斯可能波及区域的电源10、甲烷传感器必须按规定安装及使用（1）甲烷传感器应垂直悬挂，距顶板(顶梁、屋顶)不得大于300mm，距巷道侧壁(墙壁)不得小于200mm，并应安装维护方便，不影响行人和行车2）炮采工作面设置的甲烷传感器在爆破前应移动到安全位置，爆破后应及时恢复设置到正确位置对需要经常移动的传感器、声光报警器、断电控制器及电缆等，由采掘班队长负责按规定移动，严禁擅自停用3）传感器经过调校检测误差仍超过规定值时，必须立即更换；安全监控设备发生故障时，必须及时处理，在更换和故障处理期间必须采用人工监测等安全措施，并填写故障记录4）低浓度甲烷传感器经大于4%CH4的甲烷冲击后，应及时进行调校或更换。

11、系统必须由现场设备完成甲烷浓度超限声光报警和断电/复电控制功能1)甲烷浓度达到或超过报警浓度时，声光报警；(2)甲烷浓度达到或超过断电浓度时，切断被控设备电源并闭锁；甲烷浓度低于复电浓度时，自动解锁；(3)与闭锁控制有关的设备(含甲烷传感器、分站、电源、断电控制器、电缆、接线盒等)未投入正常运行或故障时，切断该设备所监控区域的全部非本质安全型电气设备的电源并闭锁；当与闭锁控制有关的设备工作正常并稳定运行后，自动解锁12、系统必须由现场设备完成闭锁功能：（1）采煤工作面甲烷浓度达到或超过1.0%时，声光报警；采煤工作面甲烷浓度达到或超过1.5%时，切断采煤工作面及进、回风巷内全部非本质安全型电气设备的电源并闭锁；当采煤工作面甲烷浓度低于1.0%时，自动解锁；（2）采煤工作面回风流中的甲烷浓度达到或超过0.8%时，声光报警、切断采煤工作面及回风巷内全部非本质安全型电气设备的电源并闭锁；当采煤工作面回风流中的甲烷浓度低于0.8%时，自动解锁；（3）与闭锁控制有关的设备(含分站、甲烷传感器、设备开停传感器、电源、断电控制器、电缆、接线盒等)故障或断电时，声光报警、切断该设备所监控区域的全部非本质安全型电气设备的电源并闭锁；与闭锁控制有关的设备接通电源1min内，继续闭锁该设备所监控区域的全部非本质安全型电气设备的电源；当与闭锁控制有关的设备工作正常并稳定运行后，自动解锁。

后附7130工作面监控系统布置图 图3和7130工作面安全监控断电控制图 图4第三节 工作面供电设计及供电系统一、生产概况根据生产技术部提供的资料、7130工作面（风巷改机巷、机巷改风巷后）装备为综采设备，工作面机巷需安装如下机电设备：一部MG920-940/3.3-QWD型煤机920KW、一部SGZ-800/800型运输机2*400KW、一部PLM-2000型破碎机200KW、一部SZZ-800/250转载机250KW，机巷两台BRW-250/31.5II型乳化泵一台工作、一台备用，每台160KW，两台BPW320/6.3喷雾泵，每台45KW，机巷安装1部SSJ-1000/2*75胶带机， 150KW上部车场1部SSJ-1000/2*75胶带机，75KW上部车场和63运输联巷一部SSJ-1000/2*75胶带机，75KW根据排水需要，机巷设1路排水专线，风巷设两路排水专线二、供电方案 从东四变电所取6KV电源，并在7130机巷口附近安设变电站、变压器二次取0.66KV电源供机巷胶带机、上部车场胶带机、机巷内绞车，切眼处外侧设移动变电站，取3.3KV电源，供采煤机组用电、在机巷口变电站安设控制开关设置瓦斯断电装置，确保工作面瓦斯超限时断电。

机巷动力供电直接从三采区第一车场变压器取660V电源供电，风巷动力电源进风侧设瓦斯断电装置机巷和风巷排水专线由东四变电所低压660V直接供电，进风侧安设瓦斯电联锁开关，两路排水专线取至变电所两个母线段，保证风巷排水线可靠供电三、按照经济电流密度选择机巷高压电缆截面，按照负荷长期工作电流选择设备，依据短路电流和整定值校验灵敏度1、7130机巷负荷统计：煤机920KW、运输机800KW、破碎机200KW、转载机250KW、乳化泵160KW,喷雾泵45KW、胶带机150KW，上部车场胶带机75KW，调度绞车73.5KW，共计：2598.5KW2、按经济电流选择电缆截面、按巷道长度1.02倍计算需用电缆长度：6KV干线工作电流Ig=∑PKr／UeCosφ=2598.5×0.59／×6×0.7=210A式中：Kr——需用系数，Kr=0.4+0.6×Pmax/∑P=0.4+0.6×800/2598.5=0.59Pmax——机组最大电机功率∑P——机组总功率Cosφ——功率因数，查《电工手册》机械化综采工作面取0.7电缆截面S=Ig/Jn=210/2=105mm2式中 Jn——经济电流密度，查《煤矿电工手册》取2A/mm2根据我矿电缆现有情况选用MYPTJ3×95+3×25/3+3×4型高压电缆长期允许工作电流250A﹥210A满足生产需要，按巷道长度1.02倍计算从变电所至机巷口变电站实际需要电缆100M，从机巷口至切眼移变处需要电缆700M。

3、按长期负荷工作电流选用高压控制开关：长期负荷工作电流Ig=210A ，根据东四变电所现有设备情况，选用BGP23-6互感比300/5型高压开关，允许工作电流300A﹥210A满足生产要求4、7130机巷口变电站高压开关、变压器选择：变压器总负荷：机巷胶带机150KW，上部车场胶带机75KW，机巷内绞车合计298.5KW变压器容量选择：S=∑PKr/Cosφ=298.5×0.59/0.7=252KVAKr——需用系数取0.59，Cosφ取0.7 选用1台KBSG-500/6型变压器，其额定容量500KVA，大于252KVA，满足生产需要按长期工作电流选择变压器控制高压开关工作电流Ig=∑PKr／UeCosφ=298.5*0.59／×6×0.7=24A，选用1台BGP23-6高压开关，互感比100/5，其长期额定工作电流100A 大于24A，满足生产需要根据安全生产需要，选用一台BGP23-6高压开关，互感比300/5，作为机巷口瓦斯断电开关5、移动变电站分控高压设备选择 ⑴、负荷统计：煤机920KW 、运输机800KW、破碎机200KW、转载机250KW、,喷雾泵45KW、乳化泵160KW ，共计：2375 KW。

⑵、负荷分配：煤机、运输机、破碎机、转载机使用3.3KV供电，喷雾泵、乳化泵1.14KV供电3.3KV供电变压器容量计算：S＝∑PKr／Cosφ=2170×0.62／0.7=1922KVA式中：Kr——需用系数，Kr=0.4+0.6×Pmax/∑P=0.4+0.6×800/2170 =0.62Pmax——机组最大电机功率∑P——机组总功率Cosφ——功率因数，查《电工手册》机械化综采工作面取0.7根据我矿设备情况，选择两台KBSGZY-1600/6型移动变压器，其容量3200KVA大于1922KVA,满足工作需要⑶、喷雾泵、乳化泵变压器容量计算：S＝∑PKr／Cosφ=205×0.62／0.7=182KVA选择1台KBSGZY-1000/6型移动变压器，其容量1000KVA大于182KVA,满足工作需要⑷、供煤机、破碎机变压器容量校验：S=∑PKr/Cosφ=1120×0.62/0.7=992KVA选择KBSGZY-1600/6型移动变压器，满足工作需要⑸、供运输机、转载机变压器容量校验：S=∑PKr/Cosφ=1050×0.62/0.7=930KVA选择KBSGZY-1600/6型移动变压器，满足工作需要。

6、移变二次侧馈电、启动器、串线及电缆选择计算：负荷煤机移变二次侧工作电流：Ig=∑PKr／UeCosφ=1120×0.62／×3.3×0.7 =174A，移变二次侧配套馈电为630A大于负荷174A，起动器选用1台8SKC9251六组合开关,其长期工作电流450A，大于174A，满足生产需用移变二次侧串线选用MYPT1.9/3.3KV 3×95+3×35/3型橡套电缆，其长期允许工作电流250A大于174A，满足生产需求按煤机工作电流选用煤机负荷电缆：I=∑PKr/UeCOSφ＝920×0.62/（×3.3×0.7）＝143A选用一根MCPT1.9/3.3KV 3×95+1×50+3×4型煤机电缆，长500米，其长期容许电流250A＞143A，满足生产需求按破碎机工作电流选用破碎机负荷电缆：I=∑PKr/UeCOSφ＝200×0.62/（×3.3×0.7）＝31A选用一根MYPT1.9/3.3KV 3×25+3×16/3型电缆，长300米，其长期容许电流121A＞31A，满足生产需求移变二次整定计算：根据移变二次馈电特性，开关整定Iz＝Iqmax+∑Ie＝572+159＝731A取800A负荷运输机移变二次设备选择：负荷长期工作电流:I＝∑P／UeCosθ＝1000×0.62/×3.3×0.7＝155A移变二次侧配套馈电为630A大于负荷155A，起动器选用1台8SKC9251六组合开关,其长期工作电流450A，大于155A，满足生产需用。

移变二次侧串线选用MYPT1.9/3.3KV 3×95+3×35/3型橡套电缆，其长期允许工作电流250A＞155A，满足生产需求按运输机工作电流选用负荷缆：高速时400KW：I=∑PKr/UeCOSφ＝88A，选用MYPT1.9/3.3KV 3×35+3×16/3型橡套电缆，运输机头300米，运输机尾长500米，其长期允许工作电流148A，大于88A，满足生产需要低速时200KW：I=∑PKr/UeCOSφ＝44A,选用MYPT1.9/3.3KV 3×25+3×16/3型橡套电缆，运输机头300米，运输机尾500米，其长期允许工作电流121A，大于44A，满足生产需要转载机250KW：I=∑PKr/UeCOSφ＝55A，选用MYPT1.9/3.3KV 3×35+3×16/3型橡套电缆，电缆长300米，其长期允许工作电流148A，大于55A，满足生产需要根据移变二次馈电特性，开关整定Iz＝Iqmax+∑Ie＝572+55＝627A取800A乳化泵、喷雾泵电缆选择和计算：乳化泵160KW，1.14KV，额定工作电流100A，选用MYPT0.66/1.14KV 3×35+3×16/3型橡套电缆，两根每根长50米，其长期允许工作电流143A，大于100A，满足生产需要喷雾泵45KW，1.14KV，额定工作电流28A，选用MYPT0.66/1.14KV 3×35+3×16/3型橡套电缆，两根每根长50米，其长期允许工作电流143A，大于28A，满足生产需要根据移变二次馈电特性，开关整定Iz＝Iqmax+∑Ie＝655+29＝684A取800A7校验短路时整定灵敏度⑴、供电示意图⑵采用相对基准值计算取基准容量Sj=100MVA 、基准电压1:Uj=6.3 KV、基准电压2:Uj=3.45KV、基准短路电流1:Ij= 9165A 基准短路电流2:Ij= 16740A①系统电抗：0.199j 六里变电所35KV母线短路电流为501.63MVA②35KV架空线路： （0.132+0.0277j）×28×100/372＝0.27+0.057j③地面主变：r*j=Sj*Pd/ Se2=0.037 Zjb＝Ud％×Sj／Se＝0.0767×100／12.5＝0.61 Xj＝0.608 主变Ud%=7.67 Se＝12.5MVA Pd＝58090W主变压器Ud%＝7.67 Se=12.5MVA ④入井电缆：r*j＋X*j*j＝(r0＋X0j)×L×Sj／Uj2＝(0.179＋0.06j)×0.92×100／6.32＝0.41＋0.139j⑤中央变电所至东一变电所电缆：r*j＋X*j*j＝(r0＋X0j)×L×Sj／Uj2＝(0.179＋0.06 j)×0.69×100／6.32＝0.31＋0.10j⑥东一变电所至东三变电所电缆：r*j＋X*j*j＝(r0＋X0j)×L×Sj／Uj2＝(0.226＋0.06 j)×2.7×100／6.32＝1.54＋0.41j⑦东三变电所至东四变电所电缆：r*j＋X*j*j＝(r0＋X0j)×L×Sj／Uj2＝(0.226＋0.06 j)×1.45×100／6.32＝0.826＋0.219j⑧东四变电所至7130机巷口电缆：r*j＋X*j*j＝(r0＋X0j)×L×Sj／Uj2＝(0.226＋0.06 j)×0.1×100／6.32＝0.057＋0.015j⑨7130机巷口至移变电缆：r*j＋X*j*j＝(r0＋X0j)×L×Sj／Uj2＝(0.226＋0.06 j)×0.7×100／6.32＝0.398＋0.106j⑩1＃、2＃移变：r*j=Sj*Pd/ Se2=0.379 Zjb＝Ud％×Sj／Se＝0.0388×100／1.6＝2.425 Xj＝0.2395 主变Ud%=3.88 Se＝1.6MVA Pd＝9700W⑶、1＃、2＃移变二次各支线：煤机线：r*j＋X*j*j＝(r0＋X0j)×L×Sj／Uj2＝(0.226＋0.06 j)×0.5×100／3.452＝0.949＋0.252j破碎机线：r*j＋X*j*j＝(r0＋X0j)×L×Sj／Uj2＝(0.857＋0.066 j)×0.3×100／3.452＝2.16＋0.166j运输机尾线：r*j＋X*j*j＝(r0＋X0j)×L×Sj／Uj2＝(0.857＋0.066 j)×0.5×100／3.452＝3.6＋0.277j转载机线：r*j＋X*j*j＝(r0＋X0j)×L×Sj／Uj2＝(0.612＋0.064 j)×0.3×100／3.452＝1.543＋0.161j⑷、计算短路值及校验灵敏度对d1点：Z*jb＝∑（r*j＋X*j*j）＝0.199j+0.27+0.057j +0.037＋0.608j＋0.41＋0.139j＋0.31＋0.10j＋1.54＋0.41j+0.826＋0.219j +0.057＋0.015j+0.398＋0.106j＝3.605＋1.853j＝4.053I*j＝0.247Id⑶＝Ij×I*j＝9165×0.247＝2263.7AId⑵＝0.87Id⑶＝1969A对d2点：Z*jb＝∑（r*j＋X*j*j）＝0.199j+0.27+0.057j +0.037＋0.608j＋0.41＋0.139j＋0.31＋0.10j＋1.54＋0.41j+0.826＋0.219j +0.057＋0.015j+0.398＋0.106j +0.379+0.24j+0.949+0.252j＝4.933＋2.345j＝5.462I*j＝0.183Id⑶＝Ij×I*j＝16740×0.183＝3063AId⑵＝0.87Id⑶＝2665A移变二次开关整定为800A，K＝2665/800＝3.3，大于等于1.5，符合规定。

对d3点：Z*jb＝∑（r*j＋X*j*j）＝0.199j+0.27+0.057j +0.037＋0.608j＋0.41＋0.139j＋0.31＋0.10j＋1.54＋0.41j+0.826＋0.219j +0.057＋0.015j+0.398＋0.106j +0.379+0.24j+2.16＋0.166j＝6.144＋2.259j＝6.546I*j＝0.153Id⑶＝Ij×I*j＝16740×0.153＝2561AId⑵＝0.87Id⑶＝2228A移变二次开关整定为800A，K＝2228/800＝2.8，大于等于1.5，符合规定对d4点：Z*jb＝∑（r*j＋X*j*j）＝0.199j+0.27+0.057j +0.037＋0.608j＋0.41＋0.139j＋0.31＋0.10j＋1.54＋0.41j+0.826＋0.219j +0.057＋0.015j+0.398＋0.106j +0.379+0.24j+3.6＋0.277j＝7.584＋2.37j＝7.946I*j＝0.125Id⑶＝Ij×I*j＝16740×0.125＝2092AId⑵＝0.87Id⑶＝1820A移变二次开关整定为800A，K＝1820/800＝2.3，大于等于1.5，符合规定。

对d5点：Z*jb＝∑（r*j＋X*j*j）＝0.199j+0.27+0.057j +0.037＋0.608j＋0.41＋0.139j＋0.31＋0.10j＋1.54＋0.41j+0.826＋0.219j +0.057＋0.015j+0.398＋0.106j +0.379+0.24j+1.543＋0.161j＝6.112＋2.344j＝6.55I*j＝0.152Id⑶＝Ij×I*j＝16740×0.152＝2544AId⑵＝0.87Id⑶＝2213.7A移变二次开关整定为800A，K＝2213.7/800＝2.8，大于等于1.5，符合规定对d6和d7点用查表法计算d7短路电流：对d7点：LH＝60×1.36＝81.6米， 变压器容量1000KVA， 查《煤矿电工手册》表13-1-17得Id⑵＝5842A移变二次开关整定为800A，K＝5842/800＝7.3，大于等于1.5，符合规定东四变电所分控开关：负荷功率：P=2598.5KW PMAX最大电机功率800KW，电流比300/5过载整定：IZ=1.5Ie=1.5×（P/UeCosφ）/KiKb =1.5*2598.5*0.58/*0.66*0.7/60×8.7 = 5.4A短路整定：Id=1.2（IQMAX+∑Ie ）=1.2（PMAX/UeCo￠+∑Ie ）/ KiKb = 1.2×（2860+1306）/60×8.7 = 9.6A式中KX=0.4+0.6*PMAX/ P＝0.58 Cosφ取0.7根据PBG-6型高压开关特性 过载整定：6A 延时9.5S 短路整定：10A 漏电整定：3A 延时1S对d1点进行效验：Id⑵＝1969A 开关瞬动整定Iz＝10A Ki互感比300／5＝60灵敏度K＝Id⑵／Kj Iz＝1969／10×60＝3.2≥1.5 满足要求7130机巷口移变分控高压开关 BGP－6 300／5总负荷∑P =2375KW 最大电机功率800KW过载整定：IZ=1.5Ie=1.5×（P/UeCosφ）/KiKb =1.5*2375*0.58/*0.66*0.7/60×8.7 = 5A短路整定：Id=1.2（IQMAX+∑Ie ）=1.2（PMAX/UeCo￠+∑Ie ）/ KiKb = 1.2×（2860+1145）/60×8.7 = 9.2A式中KX=0.4+0.6*PMAX/ P＝0.58 Cosφ取0.7根据BGP-6型高压开关特性 过载整定：5A 延时9.5S 短路整定：10A 漏电整定：3A 延时0.5S对d1点进行效验：Id⑵＝1969A 开关瞬动整定Iz＝10A Ki互感比300／5＝60灵敏度K＝Id⑵／Kj Iz＝1969／10×60＝3.2≥1.5 满足要求7130机巷口变压器分控6KV高压开关整定：电流互感比100/5总负荷∑P =298.5KW 最大电机功率150KW过载整定：I=1.5×Ie =1.5×243/20×8.7=2.1A短路整定：Iz ≥1.2（Iqmax＋∑Ie）／KjKb＝1.2×（1073＋148.5*0.5／×0.66×0.7）／（8.7×20）＝7.7A根据BGP－6高压开关特性，过流整定：2.5A 1.2S 短路整定取10A 漏电整定1A，0.5S式中：Iqmax－最大电机启动电流Iqmax＝1073A，∑Ie －其余电机的工作电流之和Ki －高压开关互感比 Ki＝100／5＝20Kb －高压器变压比 Kb＝6000／693＝8.7四、按照热稳定系数校验6KV电缆的热稳定性Amin≥Id⑶／CAmin －电缆短路时、热稳定要求电缆的最小截面（mm2）Id⑶ 三相最大稳定短路电流取d1点三相短路电流1980A。

tf 短路时电流作用的假想时间 (S)C 热稳定系数 查《手册》表10－3－3 C＝93.4检验电缆热稳定性,只校验供电系统最薄弱环节，即线路中MYPTJ3*95+3*25/3+3*4型高压电缆由于东四变电所分控高压开关保护为瞬时动作故取它的动作时间t＝0.2S查《电工手册》中短路电流作用的假想时间曲线图的tf1 ＝0.2S tf2＝0.05S那么tf＝ tf1 ＋tf2＝0.25S所以：电缆短路时最小截面 Amin为Amin＝Id⑶／C＝2263.7×／93.4＝12mm2Amin＝12mm2≤95mm2 故电缆MYPTJ3*95+3*25/3+3*4型高压电缆符合热稳定性要求五、 机、风巷低压设备的选择、计算1、风巷水泵1#专线和2#专线由东四变电所低压660V供电，每条排水线路为3个排水点，分别称为1#、2#、3#排水点每个排水点每条线路安装两台22KW水泵，其扬程为40M，额定流量为80 M3.每个排水点有4台水泵，正常2台工作，每小时排水160M3,20小时可排出24小时涌水，满足排水需要；四台泵同时工作，每小时排水320M3,20小时可排出24小时涌水，满足排水需要。

供电线路及供电计算如下图 2、7130机巷胶带机线路及技术数据如下图，由7130机巷口变压器4＃开关控制：3、联巷胶带机线路及技术数据如下图，由7130机巷口变压器3＃开关控制：4、上部车场胶带机供电线路和计算数据如下，由7130机巷口变压器2＃开关控制：：5、7130机巷绞车水泵线路及技术数据如下图，由东四变电所KBSG-500/6动力变压器低压分开关控制：6、机巷水泵专线：每台水泵37KW，排水能力为每小时150M3，加上动力22KW水泵排水能力（其排水能力为每小时80 M3），合计排水能力为每小时230 M3，满足机巷排水需求供电图及供电计算如下：附：7130巷道示意图：附：高压计算等值电路图7、附：7130移变供电线路图：六、7130工作面采用3300V供电安全技术专项措施根据《煤矿安全规程》第448条的要求，为确保采煤工作面3300V供电系统及电气设备的安全运行，特制定本专项措施1、本规定未涉及的井下电气运行、管理事项，按照《煤矿安全规程》和《祁东煤矿电气管理规定》执行2、采煤工作面供电系统按谁使用、谁管理、谁维护的原则归属管理，电管工区对井下供电系统监督管理3、新的采煤工作面高低压供电系统安装完毕后，必须经电管工区组织验收，达到供电标准后办理供电验收手续。

4、采煤工作面高压配电点必须悬挂供电系统图，并标注开关型号、容量、继电保护整定值、线路电缆用途、型号、电压等级和长度；配置绝缘用具、高压验电笔和防火器材（配电点必须配置不少于两只合格的灭火器和一个砂箱）5、3300V电气设备均必须采用矿用防爆型，在入井前由专职防爆电气检查人员对其防爆性能进行检查，贴证后方可入井安装，否则严禁入井6、3300V开关必须完好，按照厂家使用说明书，各类保护装置齐全、灵敏、可靠使用单位必须安照机电科电管工区下达的开关整定值进行整定调整负荷时，电管工区要及时重新下整定值及时对开关进行整定任何单位和个人不得擅自调整开关整定值，需要调整开关整定值时，必须与电管工区联系7、3300V电气设备指定专人维护，挂牌留名，检修必须有记录8、3300V电气设备与1140V电气设备和660V电气设备要有明显标志、明显区别电缆吊挂符合《煤矿安全规程》有关规定机组运行、拉架、拉专列时，必须保护好电缆，以免挤伤、压坏9、3300V电气设备要可靠接地，接地电阻每季度摇测一次每台3300V电气设备的绝缘电阻每月摇测一次专列要打接地极，保证专列可靠接地10、原则上不允许非计划停电检修，凡出现紧急事故必须及时现场处理时，必须由施工单位汇报矿调度，由调度所通知电管队，并由电管队值班人员安排变电工进行相关操作，但施工现场应有干部跟班，施工操作步骤必须按计划停电时检修程序进行，要在停电开关和施工地点分别挂接地线，接地线必须选用25mm2及以上铜线并可靠连接。

对现场施工时间较长的应急处理必须及时补办停电申请单，并进行审批11、停送电要严格执行《停送电制度》，处理电气故障时，必须向调度汇报起止时间12、所有设备及电缆计划性检修必须提前一天填写井下停电检修申请报告，并经相关单位审批同意检修现场必须指派施工负责人和安全负责人 由施工负责人进行停电确认，并在施工地点检查瓦斯后对检修范围内的供电系统进行验电、放电，挂接地封线和标识牌，接地封线必须挂在最靠近电源的一侧施工完毕送电时必须由施工负责人 签字确认并由维修电工摘取停电牌进行送电操作13、严禁同一停电时间内进行不同检修人员或不同检修内容的平行作业和交叉作业，电气设备不得上下级同时检修14、电气设备检修时，必须停上一级馈电开关，闭锁并挂停电牌，严格执行：“停电、验电、检测瓦斯、放电（只有当维修地点20m范围内瓦斯不大于0.5％时，切必须使用专用放电棒进行）、闭锁、挂牌停电”程序15、高压系统检修、测试、调整和故障处理必须有工作票和施工措施，并严格履行审批程序，做到干部跟班，并填写施工记录 做一人操作，一人监护16、3300V开关必须在现场挂有该开关《操作规程》操作3300V电气开关时，操作人员必须戴绝缘手套并且穿电工绝缘靴。

17、每天对3300V馈电开关进一次漏电试验，每月由维护单位配合机电科电管工区(采用50KΩ、25W试验电阻)做远端漏电试验，确保漏电保护灵敏可靠18、工作面运输机必须设启动予警信号装置，并在工作面每隔15m以内设开机信号和闭溜装置，采煤机电控箱的闭溜开关和急停开关必须灵活可靠19、严禁带电检修或应急处理事故20、严禁不检查瓦斯、停电不闭锁、不验电、不放电、不挂接地封线等进行相关施工21、高低压供电系统重点检查内容有：设备的防爆性能、高爆开关的动静触头完好情况、机构动作灵敏度、保护设置及动作灵敏度、电缆中间和终端接线头、变压器接线柱及瓷瓶的完好情况、接地系统等22、对违反本规定者按“严重三违”处理第四节 采煤工作面供排水系统一、工作面供水线路为： 　　风巷：地面→副井→中央轨道大巷→东翼轨道大巷→63运输上山→三采区第一中部车场→7130风巷 　　机巷：地面→副井→中央轨道大巷→东翼轨道大巷→三采区61煤回风上山→63上部车场联巷→63上部车场→7130机巷二、工作面排水系统为： 　　机巷：7130机巷→63上部车场→63上部车场联巷→三采区61煤回风上山→东轨大巷→中央轨道石门→井底水仓→副井排水管路→地面。

　　风巷：7130风巷→三采区第一中部车场→三采区71煤回风上山→东翼轨道大巷→中央轨道石门→副井→地面第五节 采煤工作面综合防尘系统1、机、风两巷道内供水管路每隔100m设一闸阀，每隔50m设一“三通” 2、距工作面30m范围内，分别设置两道净化水幕3、井下作业人员要坚持佩带防尘口罩4、距工作面30m范围内的机、风两巷要每班冲洗一次，30m范围外的要每天冲洗一次，其它区段的巷道每周冲洗一次，保持巷道内无积尘5、机、风两巷距工作面60～200m之间设隔爆水袋，隔爆水袋应设置在直线巷道内，与巷道交叉口拐弯处的距离须保持50m～75m，与风门的距离应大于25m，水袋排间距离为1.2m～3.0m，隔爆水袋棚区长度不小于20m，距顶帮不小于0.1m，距轨道面不小于1.8m存水量不少于200L/m2，水袋规格为40L，水袋个数为：≧ 200S/40＝5S，（S为巷道断面），保证水量充足示意图：第六节 采煤工作面照明通讯系统采煤工作面泵站、操作台及机巷皮带机头安设照明及信号装置（工作面每5架安装1个照明灯），操作台及机巷皮带机头应有防爆生产电话可以与施工单位、矿调度所直接联系示意图：第五章 采煤工作面劳动组织一、循环方式：采用正规循环作业，循环进度0.6m。

二、作业方式： “二九一六”制作业，二班采煤，一班检修a) 劳动组织：支架工分段作业，特殊工种定岗作业附：劳动组织表和正规循环作业图劳动组织表序号工种出勤人数早班中班夜班1采煤机司机3442运输机司机6223皮带机司机6224泵站司机1115支架工4886端头工4667推溜工2228电工4119运料工62210验收员11111班队长33312勤杂工43313工具房11114合 计453636第六章 采煤工作面主要技术经济指标项 目单 位数 量项 目单 位数 量走向长度m565最小控顶距m4.21倾斜长度m127最大控顶距m4.81煤层厚度m2.5－4.0放顶步距m0.6采 高m3.4作业方式“二九一六”制回采煤工作面积m271755循环进度m0.6煤层倾角度11循环产量t387工作面储量万吨32.2467日循环数个8可采储量万吨30.6344日 产 量t3096回 采 率%95油脂消耗Kg/万吨600容 重t/m31.4煤质灰分%19.63日 进m4.8月 进m144回采工效t/工26.46可 采 期月3.9顶板管理方法全部垮落法第七章 采煤工作面技术安全措施第一节 总 则1、所有工作人员都必须树立安全第一的思想，严格执行三大规程及上级安全技术部门的有关规定，严禁三违。

2、工作人员必须认真学习《煤矿安全规程》、《操作规程》和《回采作业规程》的有关规定3、所有机电设备操作人员及检修人员都必须持证上岗4、下井前要休息好，下井时佩带好矿灯、胶壳帽，穿矿用胶鞋严禁酒后下井，严禁携带烟草等易燃物品下井，严禁穿化纤衣服5、上下罐要听把钩人员的指挥，不许拥挤打闹乘罐时严禁将身体或所携带物品伸出罐外6、下井人员要精力集中，注意安全，不许打盹睡觉严禁进入没有通风条件的独头盲巷及有警示、栅栏的巷道和峒室严禁坐溜子。