工作面簡介

該工作面地面位置：位于內蒙古自治區鄂爾多斯市伊金霍洛旗，

束會川以西，治沙站林場以北一帶。蓋山厚度80米左右。井下位置:

位于5-1煤層西盤區西翼，東~南為5-1煤層實煤區，北為西運輸大

巷，西為1503機掘巷。5T煤層結構簡單，賦存形式為一向南西傾

斜的單斜構造，煤層平均厚度2.1米，采后地面將會產生裂縫。該工

作面使用MG-170/410-WD采煤機落裝煤，使用SGZ-630/180型運輸

機。

第一章：概況

第一節：工作面位置及井上下關系

一、1501工作面位置及井上下關系見表1。

第二節：煤層結構情況

一、本工作面開采煤層情況見表2。

表二：煤層情況表

煤層厚1.8-2.5煤層傾1-3°煤層硬度

煤層結構簡

度(米)角(度)(f)

2.12°3

單

可采指1變異系數穩定程穩

數(%)度定

5-1#煤層結構較簡單，厚度穩定，煤層為1.8-2.5m,平均

煤層情

煤厚2.1m。局部含一層夾稈。區域評定為穩定煤層，埋深

況描述

68.37-91.63mo傾角0?3度。

煤質為特低灰、特低硫長焰煤。煤種牌號：CY41

第三節：煤層頂底板情況

一、開采煤層頂底板情況見表3

表三：煤層頂底板情況表

頂板名稱巖石名稱厚度(m)巖性特征

煤

層老頂砂質泥巖15.3深灰色砂質泥巖

頂

底直接頂砂質泥巖6.0深灰色砂質泥巖或細粒砂巖

板

情

況

偽頂粉砂巖0.1~0.5深灰色局部賦存

直接底粉砂巖3.0灰褐色、含植物根部化石

第四節：地質構造

一、斷層基本沒有，對綜采影響不大。

第五節：水文地質

一、含水層(頂部和底部)分析

該工作面水文地質條件簡單，含水巖組可劃分為兩大類：即松散

巖類孔隙潛水含水巖組和碎屑巖類孔隙、裂隙潛水一承壓水含水巖組。

二、其它水源的分析

該工作面碎屑巖類含水巖組中，火燒巖體裂隙潛水承壓水，有其

特殊性。富水性強。

三、工作面涌水量

正常涌水量：2~6m7H

最大涌水量：6nr/H

第六節：影響回采的其它的因素

一、影響回采的其它地質情況見表5

表五：影響回采的其它地質情況表

瓦斯屬低沼氣礦井，瓦斯相對涌出量o.25m7t、二氧化碳1.87nl7t

煤塵有煤塵爆炸危險性。

自燃有自燃發火傾向。

地溫無地溫危害

地壓無地壓危害

普氏硬度煤層夾開偽頂直接底

(f)5局部有0.1~0.33.0

二、沖擊地壓和應力集中區

根據其它工作面采后情況對比，該工作面不會有地壓和應力集中

顯現。

第七節：儲量及服務年限

一、儲量

工作面工業儲量：560萬噸。

工作面可采儲量：回采率為90%,工作面可采儲量為25萬t。

二、工作面服務年限:

工作面服務年限=可采推進長度/設計月推進度=860/230?3.7

月。

工作面服務年限=可采儲量/設計月產量=3120000/80000?39

月。

根據可采走向長度860m,可采傾向長度860m,采高為2.1m,煤

炭比重為1.34,計算出每推進1m產量為380to

第二章：采煤方法

根據地質因素和采煤機械化程度的提高，以安全、經濟、便于

煤炭回收為原則，通過比較選用傾斜長壁后退式采煤方法，沿頂底板

推進，用全部垮落法管理頂板，采高為2.1m見頂見底開采，每個循

環為348t,日循環數為6個，循環進度為0.80m。日產原煤為2088t。

第一節：巷道布置

一、采區設計、采區巷道布置情況

該工作面位于納林溝煤礦5-1煤層西盤區，布置三條大巷，一

條布置軌道為進料進風行人巷道，一條布置皮帶為運煤運輸巷道，另

一條為專用回風巷，三條大巷布置在煤層中，為矩形斷面，采有鐵托

板作為永久支護。

二、工作面軌道巷

1501巷（進風巷）走向長860m,巷寬3.3m,高1.8m,為進風運

輸送槽，布置設備串車。

三、工作面皮帶順槽（回風巷）

1503巷走向長860m,巷寬3.3m,高1.8m,采用錨栓鐵托板作為

永久支護方式，為回風順槽。

四、工作面開切眼：

1501工作面切眼寬6.5m、高2.1m采用錨栓鐵托板及單體液壓支

柱的支護方式。共安裝102架支架。

見附圖：1501工作面巷道平面布置示意圖。

見附圖：1501工作面巷道布置圖

第二節采煤工藝

一、采煤工藝

該工作面采用傾斜長壁后退式采煤方法，采用全部垮落法控制頂

板的綜合機械化采煤方法。使用MGT70/410-WD型采煤機，采用雙

向割煤方式，前滾筒割頂煤，后滾筒割底煤，落煤及裝煤由采煤機滾

筒完成。上下順槽采用割三角煤斜切進刀方式，進刀長度為30m,截

深即循環進度為0.80m,采高為2.1m。割煤與移架、推溜順序進行，

采煤與推溜的間隔距為15?20m。采用SGZ630/180型雙中鏈可彎曲

刮板運輸機運輸。附采煤機進刀方式示意圖。

二、工作面正規循環生產能力

工作面可采走向長860m、采高2.1m、循環進度0.80m、回采率

90%、煤的容重1.34t/m\

W=LSHYC=132x0.80x2.8x1.24x95%=348t

式中：

W——工作面正規生產能力（t）

L——工作面平均長度（m）

S——工作面循環進度(m)

H——工作面設計采高(m)

Y---煤的容重(t/m3)

C——工作面回采率％

第三節設備配置

工作面機械設備配置表(6)

表六：設備配置名系表

二

號

設備名稱規格型號技術特征數量單位

1液壓支架ZY6800/1700/3500120架

2采煤機MG170/410-WD700KW1部

3刮板輸送機SGZ-7630/1802x200KW1部

4轉載機SZZ-764/132132KW1部

5破碎機PCM-110110KW1部

6皮帶機DSJ-1000/160160KW1部

7移動變壓器KBSGZY-800KVA800KVA1臺

8移動變壓器KBSGZY-1000KVA1000KVA1臺

9乳化液泵BRW-400/31.52502臺

10磁力起動器BQD-400/1140400A10臺

11饋電開關BKD-2002002臺

12六組合開關KBZZ-315/33003.3KV1臺

臺

13四組合開關QJZ-400/1140s400A1

14照明綜保ZXZB-4-1274KVA2臺

15電話機HAK-17-1748V3部

16調度絞車JD-2525KW6臺

17回柱絞車JH-1418.5KW2臺

18輸送機SGB-764/132132KW1部

19水泵50A8x750KW2臺

20潛水泵BQW15x304KW2臺

第三章頂板控制

第一節支護設計

一、工作面支護設計

納林溝煤礦5-1煤層西盤區1501工作面頂板采用液壓支架控制

頂板，支護設計即為液壓支架選型設計。根據設計專家系統進行頂底

板壓力估算，根據8倍的采高估算頂板壓力。

P產8x2.5x2.6=52T/m2

其中：試中

Pi-----工作面頂板壓力T/m2

H-----采高2.1m

Y——頂板巖石容重2.6T/m3

選用ZY-6800/17/35型液壓支架時，支架支護壓力計算，據有關

技術數據得知，支架支護面積為：S=1.45x4.00=5.8m2

支架支護強度：

「2=支架工作阻力/支架支護面積

=6400/5.8x9.8?108T/m2

因P2>Pi當該支架狀況良好、古塘懸板垮落較好時，能滿足本工

作面頂板管理的要求，故支架強度符合要求。

二、支架說明書

1、支架型式支撐掩護式型號為ZY6800/17/35

支護強度0.67~0.82MPa

支架中心距1.5m

初撐力5209KN

工作阻力6800KN

底板適應角度<120

立柱缸徑500

外型尺寸長x寬x高5x1.45x(1.25-2.8)m

自重19800Kg

三、浮化液泵站

1501工作面選用2臺浮化液泵，給工作面由尾向頭供液，使用

力32nlm高壓膠管向工作面供高壓，回液管為力51mm膠管，泵站壓力

不得小于30MPa,浮化液濃度采用自動配比方法，濃度不小于3%~

5%,在正常工作時，使用一臺泵，另一臺泵備用，嚴禁同時開啟兩

臺泵向工作面供液。

第二節工作面頂板管理

一、正常工作時期頂板支護方式

1、工作面采取全部垮落法管理頂板，工作面共布置液壓支架120

架，頂梁長4000mm,煤機截深800mm,端面距375~430mm,當支架

最底時端面距為375mm,當支架最高時端面距為43Omni.最小控頂距

為375~430mm,最大控頂距國1005-1060mm。

附最大、最小控頂距示意圖

圖八：最大控頂距示意圖

圖九：最小控頂距示意

2、支護要求

(1)頂板完整時，采用及時支護方式，液壓支架滯后煤機后滾

筒3-5米時開始移架。液壓支架操作采用本架手動方式順序前移，

即液壓支架沿采煤機的截割方向依次移架。

(2)支架頂梁與頂板平行支設，最大仰角》70。

(3)支架初撐力不低于規定值的80%。

(4)支架要接頂嚴實，排成一條直線，其偏差不得超過±50mm

中心距為1500mm,偏差不超過±100mm。

(5)相鄰支架不能有明顯的錯茬(不大于頂梁側護板高的2/3),

支架不咬、架間空隙》200mm。

(6)煤壁平直，與頂底板垂直，傘檐長度不超過1m,其最大部

分不超過250mm,在1m以下時，最大突出部分不超過200mm,超過規

定時，禁止采煤，停機處理合格后方可采煤。

(7)要及時移架，端面距不超過340mm。

(8)工作面控頂范圍內、頂底板取移近量按采高

(9)工作面頂板不出現臺階下沉，機道梁端至煤壁頂板冒落高

度>30Omnio

二、正常工作時期的特殊支護方式

在正常工作時，當頂板破碎，及時支護方式不能滿足生產時，

采用超前擦頂移架支護方式，液壓支架滯后采煤機前滾筒3m。

三、特殊時期的頂板的管理

1、來壓及人工放頂管理制度

該工作面采用自然垮落法與人工強制放頂的方法處理采空區頂

板，當工作面古塘頂板仍未垮落時，必須采取人工強制放頂，當初次

放頂的冒落高度，達不到采高的L5倍時，必須停止回采進行人工強

制放頂。初次放頂后，隨著工作面向前推進，古塘頂板自然垮落，當

局部懸板面積達2xion?時要采取人工強制放頂，放頂措施執行《8320

工作面放頂安全技術措施》。

初次來壓及周期來壓前10m,一定要按規定將支架升緊升牢，達

到額定初撐力，處理掉支架頂梁上的浮開，保證支架接頂嚴實。加強

支架檢修，杜絕跑、冒、滴、漏、串等現象，保證工作面“三直兩平

兩暢通”。

2、停采前及過斷層、壓力集中區域時頂板管理

停采前的頂板管理見后停采措施，過斷層及應力集中區域時，必

須根據工作面實際情況編寫補充安全技術措施。

第三節運輸巷、回風巷超前及端頭頂板管理

一、工作面運輸巷、回風巷頂板管理要求

1、超前支護形式

1501巷巷寬3.3m,超前20nl加強支護，工作面向外10m支雙排、

后10m支單排單體柱，排距為2.0m,柱距為L5m,靠工作面一側距

煤幫0.9m,距另一煤幫0.9m。5320巷巷寬3.3m,超前20m加強支護。

柱帽用n型鋼梁，規格為800mmx110mlix90mm,超前單體支柱使用

防倒裝置，柱帽上焊接羅絲帽與單體柱用鏈條連接。

2、運輸、回風巷加強支護

在兩順槽有超過設計寬度的區段，必須在巷道兩幫支設帶帽木點

柱，間距為1m,在兩順槽巷壓力大、片幫嚴重的地段，必須沿巷道

煤幫支設帶帽點柱，間距為1m。

二、工作面安全出口的管理

（一）支護形式

1501工作面液壓支架端頭支護采用液壓支架和單體柱相配合的

方法進行維護。當端頭寬度大于1.5m時，支設兩排，間距為1.5m,

沿端頭寬度均勻布置兩排，當端頭寬度小于L5m大于0.4m時，支護

一排，間距為L5m,按中心線布置，當寬度小于0.4m時，端頭不需

要支設。關門柱沿支架切頂線支設，間距為0.3m。

（二）質量要求

1、端頭支護和超前支護與割煤平行作業，必須是在采煤機距上

下順槽30m以外，頭尾液壓支架升緊升牢，頂板達到規定狀態以后，

方可進行支回柱工作。

2、單體液壓支柱初撐力》90KN,無失效、自降的支柱，無空載支

柱，碰倒或損壞的支柱必須立即恢復或更換。

3、安全出口必須無浮開浮煤，行人暢通，上下順槽自工作面煤

壁超前30m范圍內高度必須＞1.8m,行人側寬度不小于0.7嘰

4、超前范圍內無積水、雜物，設備的存放時間不超過3d。

5、所有的單體支柱及柱帽必須上好防倒及防掉裝置。

6、單體支柱必須支成一條直線，其偏差不能大于±100mm,間距

偏差不能大于±100mm,并實行編號管理。

7、工作面超前及端頭支柱放液口必須正對行人側。

三、支護材料的使用數量及存放管理

1、1501巷超前支護共用50根液壓單體柱，端頭使用4根。共

計使用108根，在兩順槽距工作面100m內備用單體柱各10根并備用

柱帽10個，兩順槽各備用木料40根（長2.5m）。

2、備用的各種柱子必須碼防整齊，不影響行人，通風及運送物

料，并有標志牌，損壞的柱子必須100%回收并及時出井。附超前支

護斷面圖及工作面平面支護示意圖。

圖十：頭（1501巷）、尾（1501巷）超前支護剖面圖：

圖十一：工作面支護及端頭支護平面圖：

第四節礦壓觀測

一、觀測內容、對象及方法

礦壓觀測的對象是液壓支架、采煤工作面頂板及巷幫。內容是支

架載荷、工作狀態、頂板破碎程度，主要方法是現場觀測和觀察兩種

方法。

二、數據處理

本工作面礦壓數據處理，采用班組實地觀察與礦壓儀表監測相結

合的方法進行。班組通過實地觀察頂板破碎程度、片幫及古塘懸板和

頂板聲響等情況對頂板壓力進行估測。同時，工作面采用礦用壓力表

對頂板壓力進行監測。

1、壓力表在每臺支架的前、后立柱各按裝一塊。

2、區隊安排人員，要認真管好用好礦壓儀表，觀察記錄好礦壓

數據。

3、隊組要及時對礦壓資料按照三區五線觀察資料進行整理、分

析，搞好頂板預測預報管理工作。根據周期來壓，提出預報，經總工

程師審批后，生產單位根據預報，要提前作好加強支護的準備工作，

為后期能順利的生產，作好準備工作。

4、在10#、25*、45#、75#、80#號支架分別按裝一塊KBZ60—IH

—1型礦用數字壓力計，來自動記錄礦壓數據。

5、發現儀表損壞、不準等現象，立即更換儀表。

6、要求支架初撐力不低于額定值的80%,支架要垂直頂底板，

與頂板接觸嚴實，保證礦壓值符合要求。

7、泵站壓力必須達到30Mpa。

第四章生產系統

第一節運輸

一、運輸設備及運輸方式

1、落、裝煤運輸方式

工作面的落、裝煤工作，由采煤機的割煤滾筒完成，通過工作面

布置的運輸機、轉載機、皮帶運輸機T西盤區皮帶T西盤區溜煤眼I、

主井皮帶一地面。附工作面運輸系統示意圖。

圖十二：工作面運輸系統示意圖

2、輔助運輸設備及運輸方式

輔助運輸設備是由一系列型號規格的絞車組成，通過絞車與各種

礦車將工作面所需的各種材料設備運送到1501巷，再通過尾超前支

護處的回柱絞車運送到工作面。

二、移運輸機、轉載機方式

工作面利用液壓支架的推移千斤推移運輸機，推移刮板運輸機

時必須是在運轉中進行，同時要注意距采煤機后滾筒15nl外，方可進

行移溜工作。使刮板運輸機形成緩彎曲，其彎曲長度不得小于15m,

分兩次推移進度0.60m,嚴禁出現急彎，水平彎曲不大于1度，垂直

彎曲不大于2度，當底板不平時，推移時要襯平溜槽，推移運輸機頭

尾時，至少用六臺支架的千斤，同時推移，推移千斤與運輸機之間的

浮煤，要設專人清理凈。

移轉載機及破碎機時，是靠自身所帶的伸縮千斤前移，移轉載

機前，一端先打好俄壓杠，通過鏈條和伸縮千斤與破碎機相連，操縱

伸縮千斤手把，前移轉載機與破碎機，移動步距為L6m,當采煤機

在頭部斜切進刀結束退回后，往前移運輸機頭，再移轉載機和破碎機。

移轉載機時，一人操縱千斤手把，另兩人站在轉載機頭尾，仔細

觀察周圍情況，防止移動時擠壞管線、錯動皮帶尾滑道等事故的發生。

三、運煤路線

工作面運輸機一1501巷轉載機T皮帶T盤區皮帶T溜煤眼T主

井皮帶T地面。

四、輔助運輸路線

地面一材料斜井一運輸大巷-1501巷一工作面。附工作面運料

系統示意圖。

圖十三：工作面運料系統示意圖

第二節“一通三防”與安全監控

一、通風系統

(-)通風路線

新風：地面T主、輔斜井-5#層進風巷-5320巷T工作面-1501巷

―回風巷一西風井T地面。附1501工作面通風系統示意圖。

(-)風量計算

該工作面開采時，具體通風技術要求按通風區編制的《1501工

作面通風安全技術措施》執行，該工作面生產期間按以下四種方法計

算配風量。

1、按氣溫、風速等勞動氣象條件計算

Q采=200xK,xKhx&xKmx仁(mVmin)

式中：

200m'/min基本風量

Kt溫度系數，取1.1。

Kh采高系數，取1.4。

&采面長度系數，取1.L

Km采煤方法系數，取1.2。

Kd頂板管理系數，取1.0。

Q來=200x1.1x1.4x1,1x1.2x1.0

=406.56?407m7min

2、按的、CO2涌出量計算

Q米=100XQ瓦薪XK(m'/min)

式中：Q瓦斯采煤工作面平時瓦斯絕對涌出量取0.48m7min

K采采煤工作面瓦斯涌出不均時的備用風量系數取2.0

Q#=100x0.48x2.0

=96<407

3、按人數計算

Q采=4xN人m/min

式中：N人采煤工作面同時工作的最多人數按50人計算。

《規程》規定每人每分鐘供風量不小于4m：

所以Q=4x50=200<407

4、按風速驗算

15xS大m7min=Q采=240xs小

15---巷道允許最低風速

S大一一采煤工作面最大控頂斷面13.4m2

240---巷道允許最高風速

S小---采煤工作面最小控頂面積取

所以：Q》15xl3.4=201ni7min符合設計要求

Q》240xll=2640m7min符合設計要求

圖十四：81102工作面通風系統示意圖

二、防治瓦斯及有害氣體

根據煤礦安全生產委員會提出的“人人都是通風員”的要求，每

隔操作人員都應該做到“三懂、三會、三做到”即：懂通風基礎知識、

懂通風設施性能、懂通風管理標準，會識別通風隱患、會采取避災措

施、會使用消防器材，做到瓦斯超限不作業、做到微風狀態不作業、

做到粉塵超限不作業的新的管理理念。

（一）瓦斯及有害氣體檢查

1、1501工作面，每班檢查三次瓦斯及有害氣體，檢查地點為

工作面頭部、中部、尾部，尾部落三角、頭部落三角、和工作面的頂、

腰、底部及其1501巷距回風繞道口往里5nl共9處。

2、檢查人員必須執行瓦斯巡回檢查制度和請示報告制度，并認

真填寫好瓦斯檢查記錄牌版，當瓦斯及有害氣體濃度超達《規程》規

定時，檢查人員必須責令現場人員停止工作，切斷電源，并撤到安全

地點，待處理合格后，經瓦斯員檢查符合要求后，方可恢復生產。

（二）瓦斯及有害氣體監測與防治

1、在1501巷距工作面10m范圍內，距煤幫大于0.2m距頂板小

于0.3m處安裝套瓦斯和一氧化碳傳感器，距尾巷回風繞道口10m處

再安裝一套瓦斯和一氧化炭傳感器。瓦斯報警濃度為1%,斷電濃度

為1.5%,斷電范圍為巷口以里的工作面所有電源。一氧化碳報警濃

度為24ppm。

2、采煤機必須裝設瓦斯機載斷電儀，報警濃度為1.0%,斷電

濃度為1.5,斷機組電源，復電濃度小于1.0%。

3、加強通風管理，工作面通風系統要合理可靠，風量風速要符

合規定。瓦斯和有害氣體濃度必須符合《規程》第136、138、139條

規定。

4、一切工作人員要愛護通風設施，出進風門要隨手關好，嚴禁

兩道風門同時打開，出現風流短路。發現通風設施有損壞或丟失，所

有入井員工都可以向有關單位匯報，并停止所有人員工作且組織人員

進行處理，處理合格后方可開工。

5、下井人員必須隨身攜帶自救器，班組長上崗干部及流動電鉗

工要隨身攜帶便攜式瓦檢儀，認真執行自救器和便攜儀的管理制度并

按時交還不得損壞。

6、所有人員必須熟悉避災路線，發生重大災害時，要有組織地

按避災路線進行撤退。

7、所有放炮地點必須執行“一炮三檢”“三人聯鎖放炮”制，

嚴禁放明炮。

8、當上偶角瓦斯濃度達1%以上時，通過調整風量風壓不能解

決時，應采用安裝排放瓦斯專用風機等措施進行處理，確保瓦斯不超

限，由通風區組織實施。

9、井下工作面里必須配備有足夠的化學氧自救器，按每班最多

入井人員計算。放在安全的地方。

10、其它必須嚴格執行《規程》中關于瓦斯及有害氣體防治的

相關規定。

附安全監控系統示意圖

圖十五：安全監測監控系統示意圖

三、綜合防塵系統

地面400m,凈壓水池T材料副斜井T西大巷T兩順槽T工作面。

1501巷水管供凈化水幕、各轉載點灑水、工作面架間噴霧及采

煤機外噴霧、設備冷卻及清洗巷道使用。

15014巷水管供凈化水幕、清洗巷道及煤層注水使用。

(-)防塵措施

1、在兩巷分別各設置兩道水幕，在1501巷距工作面30nl內設一

道水幕并安裝一道捕塵網。進風巷距巷口50-100m、回風巷距回風

繞道50m設一道。水幕迎風布置，霧化效果良好，能覆蓋巷道全斷面。

2、采煤機必須安裝大流量外噴霧灑水裝置，霧化效果好、能覆

蓋整個滾筒且堅持正常使用，水壓不得小于4MPa,無水或噴霧裝置

損壞時必須停機。

3、工作面設置移架自動同步噴霧灑水裝置，每3架一組。

4、井下所有接觸粉塵的人員都必須戴防塵口罩。各轉載點必須

有灑水裝置。

5、加強通風管理，防止煤塵飛楊，工作面風速不得超過4m/s。

6、1501巷設置一趟2寸供水管路，每50nl設一個三通閥門，

7、兩巷各設一處隔爆設施，根據規程規定，巷道斷面積每平米

不少于200L/m2水計算，經計算1501巷斷面積為10.9m2,位置距工作

面60?200m處，長度不小于20m排距大于等于1.2m,距底板1.8m,

距煤壁0.6m。吊鉤由里向外掛。

8、每月洗巷（3次，不得有厚度超過2nlm連續長度超過5nl的煤

塵堆積。

9、必須實行煤層注水，采用節孔靜壓注水方式，孔深65m,單

孔注水量60t,由防塵區負責實施。附防塵系統示意圖。

圖十六：防塵系統示意圖

四、防治煤層自然發火技術措施

（一）防滅火措施及要求

1、1501工作面在開采過程中，如發現氣體泄漏或有害氣體超

限時，應及時采取相對應的通風措施。具體按通風區編制的《8320

工作面通風安全技術措施》執行。

2、在1501巷鋪設一趟2寸靜壓水管，1501巷每50m設一個三

通閥門，每100m設一個三通閥門，供工作面消防、滅塵使用。

3、開采結束后在45d內撤出一切設備、材料，并進行永久性封

閉。

4、每班由瓦斯檢查員，對工作面尾部向頭20nl處的溫度進行3

次檢查，發現異常及時通知撤人并進行處理。

5、工作面見頂見底開采，不得隨意留頂煤，每斑設專人清理干

凈工作面的浮煤。

6、在井下沒有使用過的和已使用過的潤滑油、棉沙、布頭和紙

等都必須存放在蓋嚴的鐵桶內。并設專人定期送到地面處理。嚴禁將

剩油、廢油灑在巷道內。

7、采用不延燃性電纜和阻燃皮帶，皮帶頭必須安裝并使用綜合

保護裝置，綜合保護必須靈敏可靠。液壓聯軸節必須使用難燃液或水

介質。

8、井下皮帶頭必須配備干粉滅火器兩個，沙箱和足量的黃沙，

兩張鍬，所有工作人員必須熟悉滅火器材的使用方法。

9、機電設備要由專人維護，經常進行檢查，杜絕失爆，嚴禁明

火作業，相關內容按《規程》中的第九章《電氣》中的規定執行。

10、禁止一切人員攜帶煙草及點火工具，嚴禁穿化纖衣服，嚴

禁用燈泡取暖。

11、其它相關內容按《規程》的相關規定執行。

第三節供水排水

1、供水系統及管路

地面400m3凈壓水池T材料付斜井T西大巷T兩順槽f工作面。

（均為2寸水管）根據已開采工作面經驗，該工作面兩順槽供水選用

2寸水管，盤區及斜井選用4寸水管，在工作面安裝一臺加壓水泵，

能滿足工作面的水量要求。附工作面供水系統示意圖。

圖十七：供水系統示意圖

2、排水系統及管路

工作面T兩順槽T西盤區皮帶巷水溝T泄水孔一中央泵房T地

面。

在兩順槽低洼處打水泵窩，各配置55KW水泵一臺，通過鋪設的

一趟4寸排水管路，將水排入西盤區皮帶巷水溝。附工作面排水示意

圖。

圖十八：排水系統示意圖

第四節供電

一、供電說明

供電電源來自5-L煤層中央變電所，工作面設備供電，由兩臺移

變供給(1000KVA、800KVA),其中800KVA移變負責采煤機，1000KVA

移變負責工作面刮板機、破碎機、轉載機、液泵；順槽皮帶供電則由

中央變電所移變直接供給。

采煤機與刮板運輸機必須有可靠的電氣閉鎖裝置。

二、工作面負荷統計及變壓器選擇

根據已給定的負荷資料，本設計采用“需用系法”進行計算。

1、采煤機用變電器的選擇(1140V)

EPN=2x300=600KW

Kr=0.4+0.6x(PS/PN)=0.4+0.6x(300/600)=0.7

S=EPNx(Kr/cos/)=604x(0.7/0.7)=604KVA

所以選擇一臺KSGZY-800KVA移變代采煤機。

2、工作面其它設備用變壓器選擇(H40V)

EPN=400+132+110+90=732KW

Kr=0.4+0.6x(200/732)=0.6

S=EPN(Kr/cos/)=720KVA

所以選擇一臺移變供刮板機、轉載機、破碎機及泵站。

3、運料系統及低壓設備負荷統計(660V)

EPN=125+132+25x4+17+11.4x4=401.6KW

Kr=0.4+0.6x(ps/cos/)=0.4+0.6x(132/401.6)=0.7

S=EPNX(Kr/cos/)=458KVA

所以選擇一臺KSGZY-315KVA移變代皮帶運輸機及頭、尾巷絞車、

水泵。

三、供電電纜選擇

1、干線電纜選擇

a、確定電纜選擇長度

從中央變電所到巷口移變的有效長度為L=350m,則電纜的實際

長度為：

L=1.1x350

=385(取400m)

b、選擇電纜截面

按長時允許負荷電流來選，實際流過電纜的工作電流為：

Ig=S/(3)1/2xU

=(604+720+269)/(3)1/2x6

=159.3A

所以選用UGSP-6000-3x50+lx16-400m礦用監視屏蔽電纜。

2、從500KV移變到工作面運輸機800KVA移變的干線電纜。

a、干線電纜長度

從巷口第一臺移變到工作面移變的巷內長度L=L030m,則電纜的

實際長度為:

1/=1.1X1030

=115Oni?1200m)

b、電纜截面

實際流過電纜的工作電流為：

Ig=S/(3)1/2xU

=(720+269)/(3)1/2x6=98.9A

所以選用UGSP-6000-3X35+1x16-1200m型礦用監視屏蔽電纜。

3、刮板運輸機電纜選擇

從工作面配電點到刮板機頭、機尾巷口長度：

機頭：L.=80m

機尾：L2=180m

則電纜實際長度：

機頭：31.1x80

=88m(取100m)

機尾：U=l.1x180

=198m(取200m)

選則電纜截面：

31/2

電纜實際工作電流為：Ie=(Pex10xKr)/(3)xUexcos/

=(200x103x0.7)/(3)1/2x1140x0.7

=101A

考慮機械強度要求選用:

UPQ-1140-3x50+1x16-100m

UPQ-1140-3x50+1x16-200m

1、選擇采煤機用電纜

從工作面配電點到采煤機的巷口有效長度L=210m,

則L實=1.1x210

=231m(取250m)

選擇電纜截面

電纜實際負荷電流

Iz=(Pex1000xKJ/⑶噌xUexcos。

=300x103x0.8/(3)1/2x1140x0.7

=173.6A

考慮機械強度要求：所以選用UCPQ-1140-3x70+1x16+3x

6-250m。

兩根按正常運行時，電壓損失校驗電纜截面：

△U%=1000/(10XAUN2)XPLX(Ro+Xoxanx)

=1.95%<7%(選用合格)

5、轉載機、破碎機電纜選擇

a、電纜長度巷道實際有效長度L=50m,則L=50x1.i=55m,(取

60m)

b、電纜截面

電纜實際工作電流

1/2

Ig=Pex1000xKf/(3)x6xcos/

電機容量長度

電纜用途電纜型號

(KW)(m)

=132xlOOOx0.7/(3)1/2x1140x0.7

=66A

UPQ-1140-3x50+1x16-60m兩根

6、運料設備電纜選擇(21505巷)

重配電點到工作面的電纜實際長度L=1160M,則1/=1.1x

1160=1280m(取1300m)

選擇電纜截面：

電纜實際負荷電流：Iz=(Pexl03xKf)N3)i〃xUexcos，

=(2^x25+11)xl03x0.8/(3)1/2x660x0.7

=80.6A

故選用U-1000-3x50+1x10-1300m

確定51505巷電纜：

電纜長度U=1.1x1040=1180m(M1200m)

選則電纜截面：

電纜實際負荷電流：Iz=(25+11)x1()3*0.8/⑶"x660x0.7

=40.6A

故選用：U-1000-3x50+1x10-1200m

其余電纜選擇方法同上，見電纜結果表。

從變電所T第一臺UGSP-6000-3x35+1x

400

移變16-400m

第一臺移變T工作UGSP-6000-3x35+1x

1200

面移變16-1200m

UCPQ-1140-3x70+1x

采煤機2x300250

16+3x6

UPQ-1140-3x50+1x16-

刮板機2x200100

100-200

轉載機13250UPQ-1140-3x35+1x16

破碎機PCM-16011050UPQ-1140-3x25+1x16

乳化液泵400x240x2UPQ-1140-3x25+1x16

皮帶機16080x2U-1000-3x50+1x16

絞車25x410x4U-1000-3x10+1x16

水泵1121x10U-1000-3x10+1x16

1501巷電纜1300U-1000-3x35+1x10

信號電纜1200HvR-1x2-0.25x7

電纜選擇結果表

7、各設備負荷電纜長度選擇：

L=1Om.20m、30m

Ie=125x1.15x6=862A

所以電纜長度選擇：皮帶機:U-1000-3x50+1x25m-30m或20m

絞車：UT00—3x16+1x6-10m

拉緊車：U-1000-3x16+l-20m或30m

四、采區低壓電網短路電流的計算

1.5點

①高壓系統的電抗：(660V系統)

XS=UN7SK=0.69750=0.0095。

②高壓電纜電抗及電阻：

2

X^=X0L/K=(0.08X

0.33)/(6.3/0.69)=0.0005Q

Ra=RoL/K=(0.67x0.33)/(6.3x

0.69尸=0.0044。

③500移變電阻及電抗：

Zb=0.06QL=0.011。Xb=0.059。

所以dl點以前電阻及電抗：

￡Ri=R線+L=0.0044+0.011=0.01540

EX.=XS+X線+Xb=0.0095+0.0005+0.059=0.0690

Idt⑵=690/(0.01542+0.069?)i〃=4928.5A

Id/3,=1.15xZd卅=5667.8A

2.d2點

R線=0.38x1.18x0.6=0.35Q

X線=0.081x0.6=0.060

ER2=R1+R線=0.0154+0.35=0.37Q

￡X2=XI+X線=0.069+0.06=0.13Q

Id2⑵=690/(0.372+0.132)1/2=880A

(3,(2)

Id2=l.15xZd2=1012A

3.&點

R線=0.38x1.18x0.55=0.38。

X線=0.081x0.55=0.07Q

ER7=ER,+R線=0.0154+0.38=0.4。

EX7=EX2+X線=0.069+0.07=0.147Q

Id?⑵=690/(0.42+0.142)1/2=814A

7(3)(2,

Id=l.15xZd7=936A

4.小點

①高壓系統電抗：(1140系統)

Xs=l.19750=0.0283

②高壓電纜電抗及電阻：

X線=0.08X0.88/(6.3/1.19)2

=0.004。

R線=0.67x0.88/(6.3/1.19)2

=0.032Q

③630KVA移變電阻及電抗：

Zb=0.0914Rb=0.0149Xb=0.0901

ds點以前電阻及電抗：

ER3=R線+h

=0.032+0.0149

=0.047Q

EX3=XS+X線+Xb

=0.0283+0.004+0.0901

=0.120

Id?⑵=1190/(0.0472+0.122)1/2

=4620A

<3,

Id3=l.15xZ&⑵=5312A

5.&點

R線刮=0.38x1.18x0.2

=0.1134

X線刮=0.081xo.2

=0.0205

￡R4=￡R3+R線刮

=0.047+0.1134

=0.1619

EX4=ZX3+X線刮

=0.12+0.0205

=0.1522

(2,22

Id4=1190/(0.1619+0.1522)l/2

=2690A

t3)

Id4=3082A

6.ds點

R線=(0.67x1)/(6.3/1.19),/2=0.030

X線=(0.08x1)/(6.3/1.19)“2=0.035Q

征點以前電阻及電抗：

LR5=R線+Rb=0.03+0.0149=0.045Q

EX5=X5+X線+及=0.0283+0.035+0.0901=0.150

(2)221/2

Id5=1190/(0.045+0.15)=3802A

I①⑶=4372A

7.d6點

R采線=RI=0.06x0.25=0.012

X采線=X°L=0.3361x0.25=0.672

EX6=EX5+X=0.15+0.0672=0.22。

ER6=ER5+R=0.045+0.012=0.0570

t2)221/2

Id6=1190/(0.022+0.057)=2644A

(3)

Id5=3041A

8.短路電流表

\短路點

dld2d3d4d5d6d7

短路電

Idn(2)A49288804620269038022644814

Idn(3)A566710125312308243723041936

五、采區低壓控制電器的選擇：

本設計選擇方法，根據電器選擇原則的《煤礦安全規程》選擇。

1.采煤機所需開關選擇

①采煤機開關選擇

開關實際負荷電流：

31/2

Iz=(Pex10Kf)/(3Uexcos/)

=(300x103x0.8)(31/2x1140x0.7)

=173.64A

故選DQZBH-400/1140隔爆兼安全型真空磁力啟動器。

②采煤機開關選擇同上

2.工作面1000KVA移變所帶設備開關選擇

①轉載機開關選擇

開關實際負荷電流：

31/2

Iz=(B2X10Xo.7)/(3X1140Xo.7)

=66.85A

故選擇DQZBH-400/1140型磁力啟動器

②破碎機、泵站及備用開關選擇方法同上。

3.皮帶頭315KVA移變所代設備開關選擇

①皮帶開關選擇

開關實際負荷電流：

Iz=(125x103x0.7)/(3,/2660X0.7)

=109.35A

故選擇QC83-225型磁力啟動器

②調度絞車開關選擇

開關實際負荷電流：

Iz=(25x103x0.7)/(31/2660X0.7)

=21.92A

故選擇QC83-80型磁力啟動器

4.其余開關選擇方法同上，見開關選擇結果表。

開關選擇結果表

額定電壓額定電流

設備名稱規格型號

(V)(A)

KBZZ-315/3300(六組合開關)

采煤機3300300

KBZ-315/3300(四組合開關)

QJZ-400/1140s（四組合開關）

刮板機1140300

BQD-400/1140

轉載機DQZBH-300/11401140300

破碎機DQZBH-300/11401140300

乳化液泵DQZBH-300/11401140300

皮帶機DQZBH-300/11401140/600300

調度較車QC83-8060080

水泵QC83-8060080

回柱車QC83-8060080

照明綜保BZZ-2.56002.5KA

饋電開關DW83-200600200

拉緊車QC83-8060080

六、開關的整定靈敏校驗

1、皮帶500KVA移變二次側開關的整定

該開關為BKD1-500/660型礦用隔暴兼本安型真空饋電開關，具有過

流，過載保護。

①過載保護

其所帶設備負荷額定電流：

Ie=l.15x(125+25x2+11+1.2)

=207A

由“時鐘式”電位器整定法知：

指針指向點數=(整定電流/Ie-0.4)/0.06

=(207/500-0.4)/0.06

=0.23(1:00)

②短路保護

整定值按過載電流整定值的6倍計算

Idz=InSt+EIe

=6x1.15x125+1.15x(25x4+11.4x4)

=1027.6A

故整定點：Idz=1500A

③靈敏度校驗：

Km=Id]⑵/1500

=4928/1500>1.5靈敏度滿足要求

2、皮帶機、刮板機開關

由皮帶機額定電流Ie=143A,知保護器電流檔置于110—220A,

對照本保護器電流范圍表知整定刻度電流為LC=140A

該開關為DW80-350型自動饋電開關，它的保護裝置是電磁式過

流繼電器，其整定范圍為200A-600A

其動作電流為：L=6x1.15x125

=862.5A

故選擇整定值Idz=900A

靈敏度校驗:Km=Ij/L

=1526/900

=1.69>1.5(滿足要求)

①載保護

②動作電流I=6Idz=6x140

=840A動作時間：10s〈t<16s

起始狀態，從零電流電平開關開始，復位時間：自動

②斷相保護

動作電流：1=1.05xldz動作時間：2s<t<10s

起始狀態：從電流電平開始，復位時間：自動

③短路保護：

動作電流：L=(8-9)Liz

動作時間：200MS<t<400MS

起始時間：從“0”電流電平開始;復位時間：手動

4、饋電開關選擇

2320巷饋電開關整定、5320巷饋電開關整定同上

靈敏度校驗：Km=l￡7