1、25101工作面切眼施工作業規程第一章 概況第一節 概述1、巷道名稱：本作業規程掘進的巷道為5#層25101工作面切眼。2、掘進的目的及巷道的用途：掘進目的是為了形成5#層25101工作面生產、進風系統，滿足5#層Z101采區工作面生產的需要。3、巷道設計規格：切眼規格：長135m，高3 m，寬7.5m，矩形。4、預計開工時間：本掘進工作面自2012年06月15日開工。第二節 編制依據 左云東古城煤業有限公司25101工作面作業規程中關于編寫依據部分如下：1、 采區設計說明：2、地質說明書：第二章 地質說明書工 作 面 掘 進 地 質 說 明 書概況煤層名稱5#水平名稱1149采區名稱工作面名

2、稱25101工作面切眼地面標高(m)1440-1446工作面標高(m)1165-1168地面位置左云縣小京莊鄉西南14km處東古城村 井下位置及 四 鄰采掘情況位于礦井中部，北為實煤，南與主水平皮帶相通，東部為實煤，西與礦界相鄰巷道長(m)135傾向長(m)135面積(m2)煤層情況煤層總厚(m)10.4-20.9煤層結構(m)煤層傾角(度)25°16.823°煤層賦存穩定,以半暗煤為主,半亮煤次之，條帶狀結構，厚10.4020.94m，平均16.82m。結構復雜，含39層夾矸，夾矸為炭質泥巖。煤層走向：近似W-E 傾向：N煤層頂底板情況頂底板名稱巖石名稱厚度(m)巖 性

3、特 征直接頂灰白色粗砂質平均12m局部為粉砂巖 中粗砂巖偽 頂灰黑色泥巖0.2米局部發育直接底灰黑色砂質泥巖3.2含植物碎屑化石地質構造情況概 述: 該工作面根據主水平皮帶大巷揭露斷層，預計工作面地質構造以斷層為主，同時斷層導水，區隊在掘進中遇斷層后必須編制過斷措施，制定相關探放水制度及措施，煤層傾角26°平均4°水文地質情況及探水措施1、 煤層本身含水,生產區隊嚴格執行探放水設計中的允許掘進距離，不得擅自延長掘進距離。2、 上伏山4#層采空區低洼處預計有積水，對工作面掘進有影響。區隊應嚴格按照“有掘必探，先探后掘”的防治水原則，巷道必須在探水鉆孔有效控制范圍內掘進，每次探

4、水后，掘進前，應在起點處設置標志。3、施工隊組隨工作面掘進配備排水管路及離心式水泵2臺，直徑3吋鋼管一趟，采用法蘭盤連接，安裝好,接到位。并負責日常排水。檢查排水管路，水泵及電動機，使之正常運轉，達到設計的最大排水能力。煤 礦的 層自 裂燃 隙 自燃等級為級，傾向性質為容易自燃。地 溫3.3/100m。問題及建議根據切眼揭露情況及時補充有針對性的施工措施，及時調整錨索長度。如遇壓力顯現明顯，應加密支護。第三章 巷道布置及支護說明第一節 巷道布置附：25101工作面切眼位置關系平面圖第二節 礦壓觀測左云東古城煤業25101工作面切眼，為該礦整改過后首個5#采煤工作面的切眼，巷道為矩形斷面，沿5#

5、煤頂板7.68.0m掘進。 1、觀測對象：25101工作面切眼。 2、觀測內容：巷道頂板離層量，兩幫相對移近量，錨桿、錨索的載荷及錨固力。3、觀測方法：25101工作面切眼掘進20m后，開始布置測站，測站間距40m，每個測站設置一個觀測斷面。用拉力計檢測頂、幫錨桿錨固力。每個斷面巷道正頂安裝一個頂板離層儀，頂板中間錨桿、頂板錨索分別安裝一塊錨桿（錨索）壓力指示儀，根據掘進巷道頂板壓力顯示情況，對錨桿、錨索受力及巷道頂板每隔2天觀測一次，直到巷道施工完畢。4、刷擴時測站布置同上。第三節 支護設計 一、一般地質條件：（一）臨時支護 1、臨時支護挑桿：前探梁為自制的鋼管，其長度依據循環進尺和最小空頂

6、距選用：鋼管長度為4m。2、前探梁支護為自制的鋼管和矩形環，矩形環與鋼梁連接。鋼管要鉆眼防滑。3、嚴格敲幫問頂制度，用長柄工具找掉浮煤、活石、碎矸。4、將形環連接在前2排鋼梁上，將鋼管穿在矩形環內。5、截割完成后，將鋼帶固定良好的金屬網托于鋼管之上，前移鋼管至煤壁。6、用固定大木楔在挑桿的外端背牢挑桿，以使挑桿前后背實接頂。7、錨桿施工完成后，如果迎頭一排錨桿與迎頭距離大于最小空頂距離，則臨時支護不得撤離。8、巷道5#煤頂板7.68.0m掘進時，臨時支護與掘進工作面的最小空頂距離：0.4m；最大空頂距離：1.2m。注：巷道頂板破碎最大空頂距離：1.0m。9、要求臨時支護的條數為3條。附：251

7、01工作面切眼一次掘進臨時支護示意圖25101工作面切眼一次擴刷臨時支護示意圖（二）永久支護 根據Z101掘進工作面切眼設計要求，巷道為矩形斷面，沿5#煤頂板7.68.0m掘進，巷道寬7.5m，高3.0m，切眼分兩次掘進,先在非回采側掘4m寬，貫通后，再刷擴3.5m成巷。采用錨網索+木點柱作為永久支。1、頂部支護錨桿：錨桿采用2500mm×20mm無縱筋全螺紋鋼錨桿，間排距為850mm×1000mm，呈矩形布置，一排9根，兩端各留350mm間距，每孔樹脂藥卷Z2335三支。托盤規格為150×150×14mm。菱形網：掘進時頂板采用4000mm×

8、1200mm金屬菱形網；網孔50mm×50mm，要求網片搭接200mm，每200mm聯一扣，每扣23圈，聯網絲采用10號鐵絲。刷擴時采用3500×1200mm金屬菱形網。 鋼帶：鋼帶采用BHW-220-300型，規格：3800mm×220mm×3mm和3650×220mm×3mm，平行使用，間距1m。 錨索：錨索規格為17.8mm，錨索長度應根據巷道頂板煤層厚度來調整，必須保證錨索進入穩定巖石1500mm，錨索最小長度不得小于6300mm，間距1.8m，排距3m，一排3根，施工在兩排頂錨桿中間，矩形布置，錨索托盤200×20

9、0×20mm。臨時幫：采用點柱護幫，一米一柱，必要時半米一柱，嚴重處采用打可截割錨桿護幫。如出現掉幫現象，補加一排塑料保護網。刷擴時錨桿、錨索、網子、鋼帶布置方式同切眼掘進時要求相同。掘進貫通后退掘進機進行刷擴。 點柱：掘進時緊帖臨時幫打一排點柱，傾向一米一柱，橫向再距此柱打兩排點柱，間距1.5米,此兩排點柱沿切眼傾向間距為2m。等掘進機后退時可邊拆除邊補打點柱，刷擴時距臨時幫0.5米再打一排點柱,所有點柱均要戴帽打楔；點柱規格：3m×200mm優質松木，墊帽規格：300m×200m×100mm優質松木。2、幫部支護 非回采幫：錨桿采用18mm×

10、;1800mm無縱筋全螺紋鋼錨桿，間排距為800mm×1000mm，一排3根，呈矩形布置，每孔樹脂藥卷Z2335二卷。最上邊錨桿距頂板200mm。托盤規格為120×120×8mm。菱形網：為2500mm×1200mm網片，網孔50mm×50mm，要求網片搭接200mm，每200mm聯一扣，每扣23圈，聯網絲采用16號鐵絲。金屬網上邊距頂板100mm。鋼帶：鋼帶：鋼帶采用BHW-220-300型，規格：2300mm×220mm×3mm 回采幫：使用可截割錨桿, 18mm×2000mm，間排距為800mm×1

11、000mm，一排三根，墊板規格 400×300mm。塑料網為：2500mm×5000mm。3、特殊支護 在施工過程中，遇到斷層、裂隙帶、頂板壓力較大地段等，另補措施，加強支護。注：切眼兩端在必要時各打一個木垛。附：Z101工作面切眼斷面示意圖第四節 支護工藝（一）錨桿支護參數1、錨桿參數見上述2、錨固力頂不小于80KN/根；3、錨桿角度：頂板靠幫第一根錨桿與垂直線成15°夾角。其他錨桿均與巷道頂幫輪廓線垂直布置，誤差不超過±5°。4、錨桿盤必須緊貼巖面。頂、幫錨桿扭矩力不小于100N.m。（二）鋪網 該巷道頂幫均鋪設菱形網，其規格為：頂板采用4

12、000mm×1200 mm金屬菱形網；網孔50mm×50mm，要求網片搭接200mm，每200mm聯一扣，每扣23圈，聯網采用16號鐵絲。（三）、工程質量：1、掘進工程1）、巷道寬度距中線不小于設計值，不大于設計值1502）、巷道高度距中線不小于設計值，不大于設計值2003）、巷道坡度與設計值誤差為：+0.50.52、錨桿支護工程1）、錨桿的桿體及配件的材質，品種，規格，強度，結構應符合要求；2）、錨固劑的材質，規格，性能符合設計要求；3）、托板安裝牢固，緊貼巖面，不松動，未接觸部位楔緊；4）、錨桿間排距與設計誤差為±100mm；5）、頂部錨桿孔深3150mm，與

13、設計值誤差為0+50mm，錨桿安裝前孔內吹干凈；6）、錨桿方向與巷道輪廓線夾角75°（在巖石層理比較明顯的地方錨桿垂直巖面）；7）、錨桿外露長度50mm；3、金屬網支護工程1）、巷道頂板使用金屬菱形網片，幫部使用金屬經緯網片，其材質，品種，網孔規格，強度，結構必須符合要求；2）、金屬網必須緊壓在錨桿托板的里面，不準以鐵絲綁扎的形式使金屬網敷在錨桿托板的外面；3）、金屬網鋪設時，每排按照相同的順序縱向鋪設并相互之間搭接200；4、錨索支護工程1）、錨索的桿體及配件的材質，品種，規格，強度，結構應符合要求；2）、錨固劑的材質，規格，性能符合設計要求；3）、托板安裝牢固，緊貼巖面，不松動，

14、未接觸部位楔緊；4）、錨索預緊力為150KN，錨固力為230KN；5）、錨索間排距與設計誤差為±100mm；6）、錨索孔深6000mm，與設計值誤差為0+50mm；7）、錨索方向與巷道輪廓線夾角75°（在巖石層理比較明顯的地方錨桿垂直巖面）8）、錨索外露長度250300mm；第四章 施工方法第一節 施工順序25101工作面切眼沿5#煤頂板7.68.0m掘進，掘進的目的是形成25101工作面切眼生產系統，滿足生產的需要。第二節 作業方式1、施工方式：25101工作面運輸切眼掘進采用EBJ-120TP型懸臂式綜掘機進行施工；2、工藝流程:安全檢查驗收上一班支護質量試機進刀割煤出

15、煤安全檢查（敲幫問頂、臨時支護）按中線標定錨桿眼位穩鉆打錨桿孔上鋼帶、托板并預緊打護幫錨桿打點柱穩鉆打錨索孔上托板并預緊檢查本循環永久支護質量。3、切割方式:切割順序。采用綜掘機切割，先下后上，先中間后四周，最后刷成所需要的斷面，司機在切割過程中必須控制切割高度和寬度，按線施工。4、支護:采用錨桿鉆機打裝頂、幫部錨桿及錨索，鋪網打點柱。5、轉載與運輸方式：裝煤、運煤：由掘進機裝載部自行裝煤，通過掘進機一部溜子和二運皮帶運輸和切眼一部電滾筒皮帶機把煤矸外運。6、材料及設備運輸:材料及設備在井口裝車后經2#回風斜井運送到2#回風巷車場，利用礦用絞車運至Z101工作面切眼巷口，經人工把材料和設備搬運

16、到工作面。7、管路鋪設:該巷道施工期間工作面布置3路管子，管子均安裝在人行側，供風管路采用108mm鋼管，排水采用75mm鋼管，供水管路采用50mm鋼管，自上而下依次為供風管路、排水管路、供水管路，管路間隔100mm200mm。管子安裝高度：最下面管路距底板不小于1000mm，固定方式：首先采用30螺紋鋼管撅固定點每4.0m固定一處，然后用圓鋼專門加工的鉤子把管子與管子連接在一起。電纜吊掛該巷道在施工期間電纜鉤均吊掛在人行側。電纜按檢測、通訊、信號、低壓、高壓順序自上而下分檔吊掛，垂度適當。風筒吊掛風筒布置在輸送機側，風筒逢環必掛，保證平直，風筒接頭嚴密，無破口、無漏風，風筒距迎頭距離不超過5

17、m。8、設備及工具配備序號設備工具名稱型號規格單位數量備注1局部通風機FBD5.6/2×37臺22掘進機EBJ-120 部13風煤機MQB-35J部2備用1臺4帶式輸送機DBJ80/40/2×40部25風動錨桿機MQT-120J臺3備用1臺6扭力扳手把3備用1臺7風動泵BQW-7.5臺2備用1臺8風鎬部3備用1臺9鍬把710錘把211鎬把312錨桿測力器臺5備用1臺13錨索張拉儀部1備用1臺14激光指向儀800臺1第五章、生產系統第一節 掘進工作面供風系統（一）、巷道貫通時掘進工作面風量計算：1、掘進工作面風量計算：25101工作面切眼長度為135m，最大斷面S=14.0m

18、2（貫通時）。根據以上參數進行局扇選型。（1）掘進工作面需要風量按下式計算：Q掘=60uSKT式中：Q掘掘進工作面需要風量，m3/minu掘進工作面最低風速0.4m/sS取巷道最大斷面14.0 m2KT掘進工作面的溫度調整1.0Q掘=60×0.4×14.0×1.0=336 m3/min（2）按瓦斯、二氧化碳涌出量及人數進行計算： 按瓦斯絕對涌出量計算：Q掘1=100×qhg× Khg （m3/min）式中：Q掘掘進工作面需要風量，m3/min；qhg掘進工作面回風流中瓦斯平均絕對涌出量，0.72m3/min；Khg掘進工作面瓦斯涌出量不均衡系數

19、。取1.52.0100掘進工作面回風巷風流中瓦斯濃度不超過1所換算的常數。Q掘>100×0.72×2.0144m3/min 按照二氧化碳涌出量計算：Q掘=100qhc×khc式中：Q掘2掘進工作面需要風量，m3/min；100掘進工作面回風巷風流中瓦斯濃度不超過1所換算的常數;qhc掘進工作面二氧化碳的的絕對涌出量0.96；khc掘進工作面中二氧化碳涌出不均衡的風量計算，取1.52.0Q掘>100×0.96×2.0192m3/min 按掘進工作面同時作業人數計算需要風量:Q掘3>4N m3/min式中：Q掘3掘進工作面需要風量

20、，m3/min；N掘進工作面人數30（交接班時人員數）；Q掘>4N4×30120 m3/min局部通風機選型Q扇K1×Q掘 式中：Q扇局部通風機吸風量，m3/min；K1局部通風機供風巷道風筒漏風系數1.28。K11/(1-nLe)式中：n風筒接頭數50+103+13；Le一個接頭漏風率0.002；掘進巷道設計長度為1008m，最大供風長度1643m,K11/(1-nLe)=1/(1-166×0.002)=1.5Q扇1.5×336=504.0m3/min根據以上公式計算工作面最大需風量為504.0m3/min，選用兩臺局部壓入式2×30K

21、W對旋風機其中一臺備用，風筒選型風筒選用直徑800mm抗靜電阻燃性風筒。掘進工作面的配風量Q掘Q扇+60uS1 m3/min式中：Q掘全局部通風機安裝處巷道全風壓供風量，m3/min；u掘進工作面最低風速0.4m/s Q扇局部通風機的吸風量576m3/min；S1局部通風機吸入口至回風口之間的巷道斷面15.4m2。Q掘全576+60×15.4×0.4945.6m3/min2、掘進工作面風量驗算（1）按風速進行驗算驗算最小風速Qxf60×0.4SQxf局部通風機實際吸風量576m3/min；0.4煤巷掘進工作面最低風速，m3/min；S取巷道最大斷面14.0 m25

22、7660×0.4×14.0=336.0 m3/min；驗算最大風速Qxf60×4.0SQxf局部通風機實際吸風量576m3/min；4.0煤巷掘進工作面最低風速，m3/min；S取巷道最大斷面14.0 m257660×4.0×14.0=3360m3/min；(2)按工作人員數量驗算Qxf4N m3/min式中：Qxf掘進工作面需要風量576m3/min；N掘進工作面人數30（交接班時人員數）；5764×30=120 m3/min（3）按有害氣體的濃度驗算1%Q掘進工作面需要風量336.0m3/min；P瓦斯絕對涌出量0.72m3/mi

23、n；=0.00211%掘進工作面風量經驗算選用壓入式2×30KW對旋風機，符合規程規定，滿足掘進工作面需風量；3、局部通風機安裝地點和通風系統（1）在主水平盤區回風大巷735處安裝兩臺局部壓入式2×30KW對旋風機其中一臺備用，距主水平盤區回風、運輸大巷2#聯絡巷口15米處。（二）、巷道未能貫通時掘進工作面風量計算：1、掘進工作面風量計算：25101工作面切眼長度為135m，最大斷面S=22.5m2（未能貫通時）。根據以上參數進行局扇選型。（1）掘進工作面需要風量按下式計算： Q掘=60uSKT式中：Q掘掘進工作面需要風量，m3/minu掘進工作面最低風速0.4m/sS取巷

24、道最大斷面22.5 m2KT掘進工作面的溫度調整1.0Q掘=60×0.4×22.5×1.0= 540m3/min（2）按瓦斯、二氧化碳涌出量及人數進行計算： 按瓦斯絕對涌出量計算：Q掘1=100×qhg× Khg （m3/min）式中：Q掘掘進工作面需要風量，m3/min；qhg掘進工作面回風流中瓦斯平均絕對涌出量，0.72m3/min；Khg掘進工作面瓦斯涌出量不均衡系數。取1.52.0100掘進工作面回風巷風流中瓦斯濃度不超過1所換算的常數。Q掘>100×0.72×2.0144m3/min 按照二氧化碳涌出量計算：

25、Q掘=100qhc×khc式中：Q掘2掘進工作面需要風量，m3/min；100掘進工作面回風巷風流中瓦斯濃度不超過1所換算的常數;qhc掘進工作面二氧化碳的的絕對涌出量0.96；khc掘進工作面中二氧化碳涌出不均衡的風量計算，取1.52.0Q掘>100×0.96×2.0192m3/min 按掘進工作面同時作業人數計算需要風量:Q掘3>4N m3/min式中：Q掘3掘進工作面需要風量，m3/min；N掘進工作面人數30（交接班時人員數）；Q掘>4N4×30120 m3/min局部通風機選型Q扇K1×Q掘 式中：Q扇局部通風機吸風

26、量，m3/min；K1局部通風機供風巷道風筒漏風系數1.28。K11/(1-nLe)式中：n風筒接頭數50+103+13；Le一個接頭漏風率0.002；掘進巷道設計長度為1008m，最大供風長度500+1008+135m,K11/(1-nLe)=1/(1-166×0.002)=1.5Q扇1.5×540=810m3/min根據以上公式計算工作面最大需風量為8103/min，選用兩臺局部壓入式2×30KW對旋風機其中一臺備用。9.014508314803944710YBF200-42×30kW380/660/114056.8/32.8/19.0風筒選型 風筒

27、選用直徑800mm抗靜電阻燃性風筒。 掘進工作面的配風量Q掘Q扇+60uS1 m3/min式中：Q掘全局部通風機安裝處巷道全風壓供風量，m3/min；u掘進工作面最低風速0.4m/s Q扇局部通風機的吸風量576m3/min；S1局部通風機吸入口至回風口之間的巷道斷面15.4m2。Q掘全576+60×15.4×0.4945.6m3/min2、掘進工作面風量驗算（1）按風速進行驗算驗算最小風速Qxf60×0.4SQxf局部通風機實際吸風量576m3/min；0.4煤巷掘進工作面最低風速，m3/min；S取巷道最大斷面22.5 m257660×0.4

28、5;22.5=540.0 m3/min；驗算最大風速Qxf60×4.0SQxf局部通風機實際吸風量576m3/min；4.0煤巷掘進工作面最低風速，m3/min；S取巷道最大斷面22.5 m257660×4.0×22.5=5400m3/min；(2)按工作人員數量驗算Qxf4N m3/min式中：Qxf掘進工作面需要風量576m3/min；N掘進工作面人數30（交接班時人員數）；5764×30=120 m3/min（3）按有害氣體的濃度驗算1%Q掘進工作面需要風量540.0m3/min；P瓦斯絕對涌出量0.72m3/min；=0.00131%掘進工作面風

29、量經驗算選用壓入式2×30KW對旋風機，符合規程規定，滿足掘進工作面需風量；3、局部通風機安裝地點和通風系統（1）在主水平盤區回風大巷735處安裝兩臺局部壓入式2×30KW對旋風機其中一臺備用，距主水平盤區回風、運輸大巷2#聯絡巷口15米處。（2）通風系統。地面 1號回風斜井 1號回風巷 主水平盤區回風大巷 主水平盤區回風大巷 25101工作面運輸順槽 25101工作面切眼 工作面工作面 25101工作面切眼 25101工作面運輸順槽 主水平盤區運輸大巷 2號回風巷 2號回風斜井 地面附：Z101工作面切眼通風系統圖第二節 掘進工作面壓風系統1、.最大耗風量計算：掘進頭按1

30、部風鉆、 1臺錨桿機進行施工作業。每部風鉆耗風量按3.7m3/min，每臺錨桿機耗風量按4.7m3/min。根據統計，掘進時同時使用風鉆的耗風量最大。 最大耗風量按下式計算：Q=式中：沿管道全長的漏風系數，取=1.1 由于風動工具磨損耗氣量增加系數，取=1.1 海拔高度修正系數，取=1 m同型號風動工具同時使用臺數， m1=1 m=1 q每臺風動工具的耗氣量，取q=3.7 m3/min. q=4.7 m3/min. k同型號風動工具同時使用系數，取k=1 k=1 將有關參數代入上述公式：Q=1.10×1.1×1.0×(1×3.7×1+1

31、5;4.7×1)=10.2m3/min根據計算，當井下掘進頭風動工具同時施工時，配置1臺MLGF10/8L-50G 型煤礦用螺桿式移動壓風機，即可滿足施工要求。2、供風能力計算：由公式d= 可得：Q1=d260/4 d-管子內徑Q1-平均壓力狀態下空氣流量，Q1=QP0/P1 Q-管道計算風量 P0-吸氣大氣壓P1-管道內平均氣壓，取7個大氣壓-管道內空氣流速，取8米/秒將有關參數代入后可得：108×6供風能力：Q=26.3米3/分經計算兩趟108×6無縫管供風能力可以滿足要求。第三節 掘進工作面瓦斯防治1、掘進工作面,必須有瓦斯自動檢測報警斷電裝置。2、要按規定

32、調校甲烷傳感器，確保靈敏可靠。3、施工過程中必須對監控設施進行保護，割煤時，必須將監控設施放到能準確監測巷道氣體的安全地點；支護后要及時將監控設施放回原處。4、甲烷傳感器懸掛位置：距巷頂300mm，距巷幫200mm。5、甲烷傳感器的報警濃度、斷電濃度、復電濃度、斷電范圍見下表甲烷傳感器T1 (掘進工作面)T2 (掘進回風流中)報警濃度0.8%0.8%斷電濃度1.2%0.8%復電濃度<0.8%<0.8%斷電范圍掘進巷道內所有非本質安全型電氣設備6、對因瓦斯濃度超過規定被切斷電源的電器設備，必須在瓦斯濃度降到規定值，方可通電起動。7、掘進工作面及其他作業地點回風風流中瓦斯濃度超過0.8

33、時。8、采區25101工作面切眼風流中瓦斯濃度超過0.8或二氧化碳超過1.2時，必須停止作業，撤出人員，采取措施，進行處理。9、掘進工作面及其他巷道內,體積大于0.5m3的空間，局部瓦斯積聚濃度達到1.6時,附近20m內,必須停止工作，撤出人員，切斷電源，進行處理。10、局部通風機因故停止運轉，在恢復通風前,必須檢查瓦斯，只有當停風區中瓦斯濃度不超過0.8和二氧化碳濃度不超過1.5%,且局扇及其它開關地點附近10m范圍內風流中瓦斯濃度不超過0.4時,方可人工開動局部通風機，恢復正常通風。第四節 掘進工作面綜合防塵（一）、防塵供水管路計算1、掘進工作面用水量計算本掘進工作面風塵水量包括濕式打眼、

34、煤噴霧、煤灑水、噴霧，風流凈化等用水量（1）打眼時用水量0.6m3/h。（2）煤噴霧用水量1.5m3/h。（3）煤灑水、噴霧用水量0.5m3/h。（4）風流凈化水霧用水量0.6m3/h。合計用水量0.5m3/h=0.0009 m3/s。2、管路的計算：D=(4Q/v)1/2=4×0.0009/(3.14×1.5)1/2=0.03=30mmD管路直徑，m；Q掘進工作面需要風量0.0009 m3/ s；計算流速一般為1.52.5m/ s，1.5m/ s。通過計算Z101工作面切眼施工工作面需要直徑30mm的管路供水，根據設計要求，鋪設直徑50mm無縫鋼管即可滿足供水要求。（二）

35、防塵系統：供水線路：地面水池50mm鋼管1回風斜井1回風巷主水平盤區運輸大巷25101工作面切眼切眼掘進頭用水地點。25101工作面切眼掘進工作面管路每隔50m設1個三通閥門。在距掘進工作面50m內設1道凈化水幕，并保證霧化良好，使用正常，噴霧能覆蓋巷道全斷面。（三）綜合防塵措施： 1、建立完善的防塵灑水系統及防塵設施，巷道每隔50m設一個三通閘閥，并能保證隨時供水。 2、施工中,必須采用濕式鑿巖（干打外噴）,掘進工作面所轄區域的巷道必須定期沖洗。 3、掘進巷道必須安設三道噴霧裝置，即放炮噴霧、凈化噴霧，轉載噴霧必須正常使用。 4、加強個人防護，煤巖塵作業區域必須戴防塵口罩。第五節 掘進工作面

36、安全監控系統采用煤礦安全生產綜合監控系統對25101工作面切眼掘進工作面瓦斯濃度及主水平盤區回風大巷的風機運行狀態進行連續監測。當瓦斯濃度超過設定報警值時，安設在巷道內的瓦斯傳感器發出聲光報警，地面中心站及各監測終端同時發出報警信號；同時安設在掘進工作面風機處的分站執行斷電指令，切斷順槽內非本質安全型電氣設備的電源。1、監測分站安裝在風機開關群處。 2、瓦斯傳感器應垂直吊掛在頂板完好無風筒一側的地方，距頂板或頂梁不大于0.3m，距巷壁不小于0.2m，距工作面不超過5m。參數：報警濃度0.8%， 斷電濃度1.2% ，復電濃度0.8%。 斷電范圍：掘進巷道內全部電氣設備。3、瓦斯傳感器復電瓦斯濃度

37、：當濃度降低到0.8%以下時，方可給斷電設備復電，局部通風機因故停轉，恢復運轉時必須符合煤礦安全規程第一百四十一條規定。瓦斯檢查員每班至少2次對管轄范圍內傳感器的數據進行校對和記錄，對安全監測監控裝置及電纜的外觀進行檢查，并將記錄和檢查結果報通風調度和中心站值班員。安全監測監控裝置的完好情況納入現場交接班內容。安全監控設備發生故障時，瓦斯檢查員要及時匯報中心站值班員、通風調度值班員和監測值班員，瓦斯檢查員在監控設備不能正常工作期間代替瓦斯傳感器進行檢查，監測值班人員應在8h內修復，否則必須停產修復或更換。 4、拆除或改變與安全監控設備關聯的電氣設備的電源線及控制線、檢修與安全監控設備關聯的電氣

38、設備、需要安全監控設備停止運行時，須報告礦調度室，并制定安全措施后方可進行。 5、通風監測班負責安全監測監控裝置的安裝，調試、傳感器的定期校驗等工作。附：Z101工作面切眼檢測監控系統圖第六節 掘進工作面供電系統（一）工作面移動變電站及配電點位置的確定工作面電源電壓為0.66kV,來自井下中央變電所。根據用電設備的容量與布置，采用1140、660V電壓等級供電，照明及保護控制電壓采用127V。在主水平盤區回風大巷內設置移動變電站，用以對工作面設備進行供電。（二）負荷統計表序號負荷名稱使用電動機功率（kw）工作電動機臺數設備總容量（kw）額定電壓（v）25101工作面切眼負荷統計1刮板機4014

39、06602皮帶機2*401806603照明信號4.014.0660/1274潛水泵7.517.56605電滾筒皮帶機111116606掘進機1866607合計328.525101工作面回風順槽負荷同上總計 657（三）移動變電站的選取計算電力負荷總視在功率 S=PN KVA 式中 S所計算的電力負荷總的視在功率 ，KVA ； PN參加計算的所有用電設備額定功率之和， KW； Cos參加計算的電力負荷的平均功率因數； Kr-需用系數。Kr按下式進行選擇Kr=0.286+0.714式中 PS最大電機的功率數 ，KW ；PN其他參加計算的用電設備額定功率之和， KW；則 Kr =0.286+0.71

40、4× =0.42 Cos取0.7 Kr取0.5電力負荷總視在功率為 S=657×=466KVA根據計算負荷，選用KBSGZY-630/10礦用隔爆型移動變電站一臺能夠滿足供電需要。（四）移動變電站高壓開關的選擇（1）、配電裝置額定電壓：選定為10KV。（2）、高壓配電裝置額定電流應大于變壓器的最大長時工作電流。變壓器最大長時工作電流即額定電流Ie為Ie=式中 Se變壓器額定容量，KVA ；Ve變壓器高壓側額定電壓，KV。高壓側額定電流為Ie=根據計算選擇BGP23-630/10Y 50/5型高壓真空配電裝置。（五）高壓電纜截面選擇校驗按設計規定及礦用高壓電纜選型，選用MYJ

41、V22型礦用10KV鎧裝電纜。1、按長時允許電流選電纜截面式中 PN參加計算的所有用電設備額定功率之和， KW；Kr-需用系數。Cos參加計算的電力負荷的平均功率因數；根據礦用鎧裝電纜長時允許載流量查表得35mm2 電纜為135A >27.1A 滿足要求。2）按經濟電流密度校驗電纜截面。A-電纜主芯截面j-經濟電流密度 A/mm2 查表得2.25根據高壓電纜經濟電流密度校驗35 mm2電纜能夠滿足要求。 3）按允許電壓損失校驗U%=PLK = 0.2×(0.616+0.084×0.577)= 0.13%高壓電纜線路中的電壓損失百分數。 K 兆瓦公里負荷矩電纜中電壓損失

42、百分數； 10KV時，K=1·(R0+X0tan)。 電纜輸送的有功功率，兆瓦。L 電纜長度，km。 允許電壓損失百分數。按電壓損失校驗，滿足要求。4) 熱穩定校驗電纜截面設井下采區變電所10kV 母線最大短路容量限制50MVA，最大三相穩態短路電流Amin=35mm2短路電流的假象時間，即熱等效時間，取0.25S;C電纜熱穩定系數，銅芯橡套電纜C=93.4。熱穩定校驗電纜截面滿足要求。綜上可知高壓電纜可選擇35mm2，結合我礦現有電纜采用MYJV-3*120高壓鎧裝電纜，可以滿足供電要求。 (六)按長時負荷電流選擇低壓電纜截面長時負荷電流要求電纜截面載流量大于等于電纜長時間負荷電流

43、，電纜標號見擬定供電系統圖。1、刮板機電纜（L6）選擇：式中 PN參加計算的所有用電設備額定功率之和， kW；Kr-需用系數。Cos參加計算的電力負荷的平均功率因數；根據礦用橡套電纜長時允許載流量查表得16mm2 電纜為85A >43.7A 滿足要求。2、皮帶機電纜（L7）選擇：根據礦用橡套電纜長時允許載流量查表得25mm2 電纜為85A >43.7A 滿足要求。3、潛水泵電纜（L8）選擇：根據礦用橡套電纜長時允許載流量查表得10mm2 電纜為64A >8.2A 滿足要求。4、探水鉆電纜（L9）選擇：根據礦用橡套電纜長時允許載流量查表得10mm2 電纜為64A >12A

44、 滿足要求。5、掘進機電纜（L4）選擇：根據礦用橡套電纜長時允許載流量查表得70mm2 電纜為215A >203A 滿足要求。（七）按允許電壓損失校驗（本設計只校驗供電距離較長、負荷較大的掘進機電纜的電壓損失）。由公式 U%=PLK%式中 P186KW L0.5km K-0.091%K-功率因數為0.7時70mm2 、660V銅芯橡套軟電纜每千瓦公里負荷矩的電壓損失。 U%=186×0.5×0.091%=8.463%U=4.37%×660=5963V故電壓損失滿足要求。（八）按機械強度要求校驗電纜截面機械強度要求掘進機電纜允許最小截面35-50 mm2，滿足

45、要求。（九）短路電流計算本次計算，各開關的串線距離較短，其阻抗忽略不計，同時各開關接觸器、壓線的接觸電阻忽略不計。根據供電系統圖可知，1#、2#回風巷供電負荷完全相同，因此本設計只對供電距離較遠的2#回風巷進行短路計算。1.移變二次出口端的短路電流Id1計算（1）系統阻抗變壓器二次電壓693V，容量630kVA，系統短路容量按50MVA計算；則系統電抗為；（2）高壓電纜阻抗10kV電纜L1=0.2km查表得,Ro=0.612/ km, Xo=0.064/ km高壓電纜電阻、電抗：Rg=0.612×0.2=0.1224Xg=0.064×0.2=0.0128（3）變壓器阻抗查表

46、得KBSGZY-630/10型移動變電站的vs=4, PN.T=3680W則變壓器的電阻、電抗：0.0043660.0302292.2#饋電入口處短路電流Id2計算MYP 3×70+1×25型電纜的電阻、電抗：L= L2+ L3= 135米， 阻抗參數：Ro=0.346/ km, Xo=0.078/ kmRg1=0.346×0.135=0.04671Xg1=0.078×0.135=0.01053R=0.004948+0.04671=0.051658X=0.039812+0.01053=0.0503423.2#掘進機開關入口處短路電流Id3計算MYP 3&

47、#215;70+1×25型電纜的電阻、電抗：L4= 500米， 阻抗參數：Ro=0.346/ km, Xo=0.078/ kmRg1=0.346×0.5=0.173Xg1=0.078×0.5=0.039R=0.004948+0.04671+0.173=0.224658X=0.039812+0.01053+0.039=0.0893424.刮板機開關入口處短路電流Id4計算MYP 3×70+1×25型電纜的電阻、電抗：L5= 130米， 阻抗參數：Ro=0.346/ km, Xo=0.078/ kmRg1=0.346×0.13=0.044

48、98Xg1=0.078×0.13=0.01014R=0.004948+0.04671+0.04498=0.096638X=0.039812+0.01053+0.01014=0.0604825.刮板機電機處短路電流Id5計算MYP 3×16+1×10型電纜的電阻、電抗：L6= 10米， 阻抗參數：Ro=1.369/ km, Xo=0.09/ kmRg1=1.369×0.01=0.01369Xg1=0.09×0.01=0.0009R=0.004948+0.04671+0.04498+0.01369=0.110328X=0.039812+0.0105

49、3+0.01014+0.0009=0.0613826.皮帶機電機處短路電流Id6同Id5 7.水泵電機處短路電流Id7計算MYP 3×12+1×10型電纜的電阻、電抗：L8= 10米， 阻抗參數：Ro=2.159/ km, Xo=0.092/ kmRg1=2.159×0.01=0.02159Xg1=0.092×0.01=0.00092R=0.004948+0.04671+0.04498+0.02159=0.118228X=0.039812+0.01053+0.01014+0.00092=0.0614028.探水鉆電機處短路電流Id8同Id7（十）高壓開關

50、的整定。1、短路保護整定PBG23-630/10Y型真空配電裝置是電子式高壓綜合保護器，其整定值按下式進行選擇：n式中 n互感器二次側額定電流（5A）的倍數； Ige高壓配電裝置額定電流，A。按上式計算出的整定值還應按下式進行校驗：1.5 式中 Id（2）變壓器低壓側兩相短路電流值，A；IZ高壓配電裝置過電流保護裝置的電流整定值，A；Kb變壓器的變比；Y/接線變壓器的二次側兩相短路電流折算到一次側時的系數；1.5保證過電流保護裝置可靠動作的系數。變壓器高壓開關的整定n=1.5則 移動變電站的短路保護整定為2倍。校驗=3.41.5 合格2、過流保護整定PBG23-630/10Y型真空配電裝置為電

51、子式過流反時限繼電保護裝置，按變壓器額定電流整定，則過流保護整定為0.8倍。（十一）低壓開關的整定及校驗對保護電纜干線的裝置按下式選擇 IZIQe+KxIe式中 IZ過流保護裝置的電流整定值，A；IQe容量最大的電動機的額定起動電流，A；Ie其余電動機的額定電流之和，A；Kx需用系數，取0.5-1。按上式選擇出的整定值，還應用兩相短路電流值進行校驗，應符合下式的要求：式中 IZ過流保護裝置的電流整定值，A；Id（2）被保護電纜干線或支線距變壓器最遠點的兩相短路電流值，A；1.5保護裝置的可靠動作系數。電磁起動器中電子保護器的過流整定值，按下式選擇IZIe式中 IZ電子保護器的過流整定值，取電動

52、機額定電流近似值，A；Ie電動機的額定電流，A；按上式選擇出的整定值，也應以兩相短路電流值進行校驗，應符合下式的要求：式中 IZ含義同上；Id（2）含義同上；8IZ電子保護器短路保護動作值；1.2保護裝置的可靠系數。1.1#開關KBZ-400的短路保護整定： IZIQe+ KrIeIZ=120×6×1.1+ 0.5×1.1×（328.2-120）=926A整定饋電開關IZ=1000A靈敏度系數校驗：1. 滿足靈敏度要求2. 2#開關QBZ-80的保護整定：Pe=40kW Ue=690VIz=Ie=46.7A 整定45A 靈敏度系數校驗：1.2 滿足靈敏度

53、要求3. 4#開關QBZ-200的保護整定：Pe=80kW Ue=690VIz=Ie=93.4A 整定90A 靈敏度系數校驗：1.2 滿足靈敏度要求4. 5#開關QBZ-80的保護整定：Pe=7.5kW Ue=690VIz=Ie=8.7A 整定9A 靈敏度系數校驗：1.2 滿足靈敏度要求5. 6#開關QBZ-80的保護整定：Pe=11kW Ue=690VIz=Ie=12.8A 整定13A 靈敏度系數校驗：1.2 滿足靈敏度要求6.照明信號綜合保護的整定值，原邊為3-5A，副邊為10-15A即可。7.1#回風巷低壓開關的整定同上。（十二）漏電保護裝置和接地保護1、配電點局部接地極選用的是：直徑為1.2寸,長度為1.5米的鍍鋅鋼管制成，且管上鉆有20個直徑為5mm的透孔，并垂直埋入底板；局部接地線選用的是截面不小于25mm2