掘进工作面设计说明书

xxxxx掘进设计说明书

编号： 号

编 制编 制单 位：日 期：xxxxxxx 2017年10月

设计会审记录

设计名称 参设部门 地 点 会审时间 生产部、机电部、安质部 编制人 部 长 主持人 会 审 签 字 栏 总工程师 采掘副总师 机电副总师 安全副总师 生产技术部 机电部 安质部 会审意见： 地测: 采掘： 一通三防： 机械： 电气： 运输：

目录

1. 概况 ................................................................................................ - 1 - 1.1 概述......................................................................................... - 1 - 1.2 编写依据 ................................................................................ - 1 - 2. 地面相对位置及地质情况 ........................................................... - 2 - 2.1 井上下对照关系表 ............................................................... - 2 - 2.2 煤（岩）层赋存特征及地质构造 ....................................... - 3 - 2.3 地质构造 ............................................................................... - 5 - 2.4 水文地质 ............................................................................... - 5 - 2.5 煤层自燃及煤尘爆炸性 ....................................................... - 5 - 2.6 煤质指标 ............................................................................... - 5 - 3． 巷道布置及支护设计 ................................................................. - 6 - 3.1 巷道布置 ............................................................................... - 6 - 3.2 支护设计 ................................................................................ - 8 - 3.3 支护工艺设计 ...................................................................... - 13 - 3.4 工程质量验收标准 .............................................................. - 14 - 3.5 矿压观测设计 ..................................................................... - 14 - 4. 施工方法及工艺设计 ................................................................. - 16 - 4.1 施工方法 ............................................................................. - 16 - 4.2 设备配备及技术特征 ......................................................... - 18 - 5. 生产系统设计 ............................................................................. - 20 - 5.1 通风系统 ............................................................................. - 20 -

5.2 综合防尘 .............................................................................. - 27 - 5.3 防灭火 .................................................................................. - 28 - 5.4 安全监控 .............................................................................. - 30 - 5.5 供电设计 .............................................................................. - 32 - 5.6 供、排水及压风系统 .......................................................... - 61 - 5.7 运输....................................................................................... - 65 - 5.8 安全避险六大系统 .............................................................. - 72 - 6. 循环方式、劳动组织及工作面主要技术经济指标 ................. - 74 - 6.1 正规循环作业方式 ............................................................. - 74 - 6.2 劳动组织 ............................................................................. - 74 - 6.3 主要技术经济指标 ............................................................. - 76 - 7. 安全技术措施 ............................................................................. - 77 - 7.1 一般规定 ............................................................................. - 77 - 7.2 “一通三防”管理 ............................................................. - 77 - 7.3 顶板管理 ............................................................................. - 81 - 7.4 支护管理 ............................................................................. - 83 - 7.5 联络巷贯通安全技术措施 ................................................. - 85 - 7.6 高空作业安全技术措施 ..................................................... - 86 - 7.7 防治水管理 ......................................................................... - 86 - 7.8 机电管理 ............................................................................. - 86 - 7.9 设备操作安全技术措施 ..................................................... - 91 - 7.10 主运输管理 ..................................................................... - 101 -

7.11 煤电钻施工安全技术措施 ............................................. - 102 - 7.12 辅助运输安全技术措施 ................................................. - 103 - 7.13 地坪施工安全技术措施 ................................................. - 103 - 7.14 风机挪移安全技术措施 ................................................. - 107 - 7.15 倒移配电点安全技术措施 ............................................. - 108 - 8. 灾害应急措施及避灾路线 ....................................................... - 113 - 8.1 水灾防治 ........................................................................... - 113 - 8.2 火灾防治 ........................................................................... - 114 - 8.3 瓦斯、煤尘防治 ............................................................... - 115 - 8.4 顶板灾害防治 ................................................................... - 115 - 8.5 避灾路线 ........................................................................... - 116 -

备注：本设计未尽事项，严格按照相关法律法规、《煤矿安全规程》、《各工种操作规程》、《地质说明书》、《设备安装车辆运输管理规

定》和 《事故应急救援预案》的有关规定执行。 .................................................... - 116 -

1. 概况

1.1 概述

1.1.1 设计巷道名称

xxxx胶运顺槽、xxxx辅运顺槽、xxxx综采工作面切眼及联络巷和调车硐室。

1.1.2设计用途

xxxx胶运顺槽的主要作用是满足xxxx工作面回采时的运煤、通风、管线敷设的需求；xxxx辅运顺槽的主要作用是满足xxxx工作面回采时的通风、行人、物料运输、管线敷设的需求，同时作为1313综采工作面回采时的回风巷，满足工作面回风需求；xxxx综采工作面切眼的主要作用是满足通风、行人及采煤设备的安装。

1.1.3 设计巷道工程量 设计巷道总工程量：12148m xxxx胶运顺槽：5215m xxxx辅运顺槽：5175m xxxx综采工作面切眼：300m

xxxx工作面联络巷及调车硐室：1458m

1.2 编写依据

（一）《煤矿安全规程》(2016年版)；

（二）《煤矿井巷工程质量验收规范》；（GB 50213—2010）； （三）《煤矿安全生产标准化基本要求及评分方法（试行）》；（2017版）

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（四）《xxxx煤矿初步设计说明书》；（2015版） （五）《煤炭矿井制图标准》；（GBT 50593-2010 ） （六）《连采设备主要技术特征参考手册》；

（七）《煤矿作业规程编制指南》；(煤炭工业出版社2011版)； （八）《连采设备安全技术操作规程》；（2015版）

（九）《矿山井巷工程施工及验收规范》；（GB50213—2010） （十）《施工现场临时用电安全技术规范》；（JGJ46-88） （十一）《xxxx工作面巷道掘进地质说明书》

（十二）xxxx煤业有限公司生产技术部《采掘工程管理办法》

2. 地面相对位置及地质情况

2.1 井上下对照关系表

表1 井上下对照关系表

xxxx胶、辅运顺槽及切水平、采区 一水平一盘区3#煤 工程名称 眼 地面标高 +1148～+1188m 井下标高 +781～+803m 本工作面胶辅运顺槽地表除少部分沟谷，大部分为黄土梁地表特征 岗区。 xxxx工作面东临xxxx工作面，南至井田边界，西为实煤井下相对位置 体，北为一盘区辅运大巷。 附：图2 xxxx工作面井上下对照图

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2.2 煤（岩）层赋存特征及地质构造

2.2.1 围岩特征及地质构造

掘进范围内煤层稳定，结构简单倾角小于1°，为近水平煤层。平均厚度约3.14m，埋藏深度为246～403m 。

伪顶：0.0～0.4m厚的粉砂质泥岩、泥岩，极不稳定，岩石坚硬程度属极软岩至软岩；掘进时容易随煤层一起脱层垮落，遇水易软化，是影响煤质的重要因素，属不稳定岩层（Ⅴ）。

直接顶:0.0～1.5m的灰色、暗灰色中厚层状粉砂质泥岩，泥质粉砂岩互层；斜层理发育，部分区段呈块状层理，含植物叶片化石，与下层接触明显。饱水抗压强度为1.30～19.50MPa，岩石坚硬程度为软岩至较软岩，属弱稳定岩层（Ⅳ）。

基本顶：浅灰色厚层状粉砂岩、细粒长石砂岩，厚3.6～19.23m，平均11.42m；斜层理发育，与下层明显接触；分选性中等，磨圆度差，孔隙式泥质胶结；饱水抗压强度10.5～97.9MPa，平均为47.5MPa，岩石坚硬程度为软岩至坚硬岩，为稳定岩层（Ⅱ）。

直接底: 直接底为1.03～8.35m厚的浅灰色中厚层状粉砂岩，水平-波状层理发育，与下层接触明显；饱水抗压强度为36.3～45.2MPa，岩石坚硬程度为较坚硬岩；属中等稳定岩层（Ⅲ）。

xxxx掘进工作面顶底板稳定性总体评价：以难冒落顶板为主，中等冒落顶板次之，底板稳定性较好。巷道围岩特征详见表2。

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表2 巷道围岩特征表

顶板名称 岩石名称 厚度（m） 岩性特征 0.0～0.4m厚的浅灰色粉砂质泥岩、泥岩，厚度不稳定，容易随煤层一起脱层伪顶 泥岩 0.0～0.4 垮；遇水易软化，岩石坚硬程度属极软岩至软岩。 灰色、暗灰色中厚层状粉砂质泥岩、泥质粉砂岩互层；斜层理发育，部分区段直接顶 粉砂质泥岩 0.0～1.5 呈块状产出，与下层接触明显。岩石坚硬程度为软岩至较软岩；不稳定常被细砂岩取代（即直接顶缺失）。 灰色、浅灰色中厚层状粉砂岩、中粒长石砂岩，分选性好（中等），磨圆度差，基本顶 中粒砂岩 3.6～19.23 孔隙式泥质胶结，斜层理发育，与下层明显（过度）接触,岩石坚硬程度为软岩至坚硬岩。 浅灰色中厚层状粉砂岩，水平-波状层理直接底 粉砂岩 1.03～8.35 发育，与下层接触明显。岩石坚硬程度为较坚硬岩。 2.2.2 瓦斯：井田内各煤层瓦斯含量低，涌出量小。3号煤层变化在0.02～1.29ml/g.daf之间，自然成分主要为N2，占总量的74.57～95.81%；次为CO2，占总量的0.33～13.21%，CH4占总量的0.00～15.21%；煤层瓦斯处于氮气—沼气带。矿井瓦斯绝对涌出量为

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1.95m3/min，相对涌出量为0.25m3/t，鉴定本矿井属于低瓦斯矿井。

附：图2 xxxx工作面地层综合柱状图

2.3 地质构造

该面构造上为一向北西西倾斜的单斜构造，倾角小于1°，近似水平构造，煤层结构简单，煤层底板较平缓，局部有宽缓的波状起伏，波幅较小；地质构造简单，无断层、陷落柱等不良地质构造。

2.4 水文地质

xxxx胶、辅运顺槽及切眼掘进过程中，影响范围内的主要含水层为基岩孔隙水，其富水性弱，导水性差，水力联系不强。比拟xxxx工作面顺槽掘进过程中工作面涌水量情况，预计在xxxx胶、辅运顺槽及切眼掘进过程中顶板会出现滴、淋水现象。掘进过程中，正常涌水量为13m3/h，最大涌水量为22m3/h。建议巷道掘进过程中及时开凿临时水仓、开挖毛水沟、安装排水泵及管路等排水系统。

2.5 煤层自燃及煤尘爆炸性

3号煤层属容易自燃煤层，自燃发火期36天。在氧气浓度、温度、松散煤堆积等因素满足情况下会发生煤层自燃现象。

本工作面掘进煤层及顶底板无瓦斯涌出现象，但作业面会有煤尘产生，根据煤尘爆炸性检验报告火焰长度大于400mm，煤尘有爆炸危险，应加强洒水除尘。

2.6 煤质指标

该面为3#煤，工业品牌为CY42。比拟xxxx工作面顺槽煤层煤质化验资料，该工作面为低灰、高挥发分、中高硫煤的长焰煤，发热量

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约为5800卡/g。

煤质指标表3：

序号 1 2 3 4 5 项 目 分析水 灰份 硫份 高位发热量 低位发热量 单 位 % % % MJ/Kg MJ/Kg 指 标 2.35 16.65 1.67 31.81 29.26 3． 巷道布置及支护设计

3.1 巷道布置

3.1.1 巷道层位、开口坐标及方位角

掘进巷道布置在盘区3#煤南区，xxxx胶运顺槽开口坐标为X=，Y=；xxxx辅运顺槽开口坐标为X=，Y=；xxxx综采工作面切眼开口坐标为X=，Y=。xxxx胶运顺槽、xxxx辅运顺槽方位角为178°11′28″，xxxx综采工作面切眼方位角为88°11′28″。

联络巷设计为每隔70m设置一个，若从胶运向辅运方向开口，方位角为268°11′28″，xxxx综采工作面切眼调车硐室按设计图纸给定位置施工。

附：图3 xxxx胶、辅运顺槽及切眼布置平面图 3.1.2巷道断面形状及尺寸设计

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xxxx胶、辅运顺槽、切眼、联络巷及调车硐室设计巷道断面形状为矩形。其中联络巷及调车硐室设计掘进断面为500033300mm，净断面为490033250mm。

1.xxxx胶运顺槽断面设计

xxxx胶运顺槽安设xxxx工作面带式输送机及设备列车要求巷道宽度：皮带宽度为L1=1744mm，皮带设备距巷帮支护之间的距离L2=500mm，设备列车最大宽度L3=2100mm，人行道侧宽最小宽度L4=1000mm;需求最大高度为转载机所需高度H1=2800mm，安全间隙为H2=300mm。

xxxx胶运顺槽要求断面：

L=L1+L2+L3+L4=1744+500+2100+1000 =5344mm＜5500mm H=H1+H2=2800+300=3100mm＜3250mm

因此xxxx胶运顺槽设计掘进断面为560033300mm，净断面为550033250mm满足设计要求。

2.xxxx辅运顺槽

xxxx辅运顺槽巷道宽度除满足无轨胶轮车行驶及回风需求，需求最大宽度为满足支架车（WC55）运输宽度为L1=3650mm，两帮安全间隙L2=500mm；需求最大高度为支架车运输支架时H1=2200mm，安全间隙为H2=300mm。

xxxx辅运顺槽要求断面：

L=L1+L2 =3650+50032=4650mm＜5400mm H=H1+H2=2200+300=2500mm＜3250mm

因此xxxx辅运顺槽设计掘进断面为550033300mm，净断面为540033250mm满足设计要求。

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3.xxxx综采工作面切眼

xxxx综采工作面切眼巷道宽度需满足综采设备安装需求，需求最大宽度为满足支架外形长度为L1=4380mm，安全距离L2=800mm，端面距L3=340mm；需求安装高度为2000-3800mm之间。

L=L1+L2+L3=4380+800+340=5220mm ＜8000mm H=3100mm满足2000-3800mm。

因此xxxx综采工作面切眼设计掘进断面为800033300mm，净断面为790033100mm满足设计要求。

附表4： xxxx工作面巷道支护方式、巷道断面特征表

断面 巷道名称 巷道长度（m） 净宽（m） 净高（m） 净面积（m2） 15.68 支护形式 矩形 断面形式 xxxx胶运顺槽 5210.5 5.5 3.2 锚网、锚索 矩形 xxxx辅运顺槽（13135222.4 回风顺槽） xxxx综采工作面切眼 xxxx工作面联络巷及调车硐室 5.4 3.1 17.28 锚网、锚索 矩形 300 7.9 3.1 15.68 锚网、锚索 矩形 1458 4.9 3.2 15.68 锚网、锚索 矩形 3.2 支护设计

3.2.1 支护方式

3.2.1.1 临时支护

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顶板临时支护采用DM300四臂锚杆机的临时支撑；开采侧帮部临时支护采用的是玻璃钢锚杆和阻燃塑料网片联合支护，间排距为1000mm31000mm。

3.2.1.2 永久支护 采用锚网、锚索支护。 3.2.2 支护参数设计

xxxx胶运顺槽、xxxx辅运顺槽及xxxx综采工作面切眼顶、帮部锚杆支护间排距均为100031000mm，联络巷及调车硐室顶、帮锚杆间排距为8003800mm；锚索支护均采用沿中心线“二、二”布置，间排距为200032000mm，巷道贯通点加强支护（增加2根锚索支护，具体见附图4）。顶、帮锚杆每根均用1节MSK23/60型树脂锚固剂，锚固长度600mm；锚索每根用3节MSK23/60型树脂锚固剂，锚固长度1800mm。xxxx工作面巷道顶部及非开采侧帮部锚杆支护均采用φ20×2250mmⅡ级左旋螺纹钢锚杆,配合φ6.5mm金属网进行支护，网格大小为1203120mm；xxxx胶、辅运顺槽及切眼及联络巷和调车硐室顶部锚索支护采用φ15.24 ×7300mm钢绞线锚索，配合3003300314mm的钢托盘进行支护；xxxx胶运顺槽、xxxx辅运顺槽帮部支护回采侧均采用型号MGSL20/20F，规格为φ2032000mm的玻璃钢锚杆配合塑料网进行支护。

附：图4 xxxx胶运顺槽支护设计断面图

图5 xxxx辅运顺槽支护设计断面图 图6 xxxx综采工作面切眼支护设计断面图 图7 xxxx工作面联络巷及调车硐室支护设计断面图

图8 巷道交叉点支护平面图

3.2.3 校核支护参数

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1.锚杆直径校核 直径计算：

d=1.13 =1.133

σQ

50KN300Mpa

=12.9mm 式中：d——锚杆直径, mm；

Q——锚杆最低锚固力，取50KN；

σ——杆体抗拉强度，II级钢取300-500Mpa。 因此，设计φ20mmII级左旋螺纹钢满足支护要求。 2.锚杆支护校核 （1）计算锚杆长度：

顶锚杆通过悬吊作用，帮锚杆加固帮体作用，达到支护效果： L ≥ L1 +L2 +L3 式中：L——锚杆总长度, m；

L1 ——锚杆外漏长度，取0.1m；

L2——有效长度（顶锚杆取免压拱高b,帮锚杆取煤帮破碎深度c）m ；

L3——锚杆锚入坚固稳定岩层的深度（顶锚杆取0.7 m，帮锚杆取0.35m）； 普氏免压拱高：

b = [B /2+H tg(45°-ω顶/2)] / f顶

= [8000 /2+3300 ×tg(45°－75°58′ /2)]/4 = 1101mm 煤帮破碎深度：

c = H×tg(45°－75°58′/2) =3300×tg(45°－75°58′/2) = 406mm

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锚索 锚杆 技术员 锚索 间排距、外露长度、初涨力 间排距、外露长度、扭矩、拉力 逐根 3/300 间排距、外露长度、初涨力、终拉力 抽查（5/100） 4. 施工方法及工艺设计

4.1 施工方法

采用连续采煤机进行掘进，主要流程为胶运掘进（支护）的同时辅运支护（掘进）。其工艺流程为选用一台12CM15-10D型连续采煤机来完成割煤、装煤和清煤工序，一台PM2110C-20A-1型梭车将连续采煤机采出的煤转运至破碎机，一台PZL460/150履带式转载破碎机完成煤的破碎与转载工作，破碎机运出的煤通过DSJ80/40/2*75/型伸缩带式输送机运出。用一台CMM4-25型（前车四臂）锚杆钻车完成顶锚杆的定位、打眼、安装、紧固工作，采用一台CMM6-25型（前车六臂）锚杆钻车完成锚索支护，及部分顶锚、帮锚的支护工作。人员、材料和设备的运送通过矿用防爆型无轨胶轮车来完成。

4.1.1 切槽：连续采煤机在每次掘进巷道前，司机将采煤机调整到巷道前进方向的左侧，并根据生产技术部地测组所放激光线确定位置，开始向正前方煤壁逐步切割，直至截入深度达5m（1个循环），这一工序称为切槽工序。

4.1.2 采垛：完成切槽，然后退出连采机，调整连采机到巷道右侧，仍根据生产技术部地测组所放激光线确定位置，开始扫帮，这一工序称为采垛工序。

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4.1.3 施工方式：xxxx胶、辅运顺槽及切眼、切眼及联络巷严格按照生产技术部地测组所给定中线掘进，首先以中线掘出（宽3高：3.3m33.3m）的切槽断面，再以采垛的形式扩帮完成巷道成型。沿煤层顶底板掘进。

4.1.4 截割方式：连续采煤机截割时，首先将采煤机截割头调整至巷道顶板，将截割头从顶板留300 mm进刀，由上向下切割煤体，当截割头割到煤层底板时，煤机稍向后退，割完底煤,使巷道底板平整，然后抬高截割头扫顶，接着进行下一刀割煤，采煤机完成从顶板至底板再到顶板这一过程就称一个截割循环。

4.1.5 装煤工序及要求：在正常作业中，连续采煤机完成落煤后，梭车必须靠左帮行驶至采煤机后，煤机机尾摆在左侧的梭车受料槽中间，采煤机司机开启采煤机自带转载机完成自动装煤。

4.1.6 清煤工序及要求：在一个掘进循环完成以后，打锚杆之前，用连采机清理巷道浮煤。

4.1.7 当连续采煤机清理完工作面的浮煤后退出连采机，进入另一个掘进工作面进行掘进，锚杆机调到刚才截割完成的巷道处由外向里进行支护；锚杆支护完毕后将锚杆机调机到倒车硐室，准备另一个掘进工作面进行支护，循环作业。

4.1.8 锚杆支护工序及要求：当连续采煤机掘进过程中，锚杆机司机将锚杆、树脂、网片等支护材料运至锚杆机上并做好调机准备；连续采煤机和锚杆机交替作业，掘进和支护依次进行。

4.1.9 最大、最小空顶距：根据连采机设备驾驶室位置确定，最大空顶距不超过6.5m，最小空顶距为1.5m。遇到地质构造带，顶板条件不好时，循环进尺缩小，并补充安全技术措施。

4.1.10 装载：由连采机自带的耙爪进行装载。 4.1.11

运输：用梭车将煤运至皮带机尾的破碎机，然后经过掘

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进工作面的胶带输送机运至一盘区带式输送机大巷运输系统。 附：图9-切槽、采垛工序图；图10-连续采煤机割煤工艺流程图

4.2 设备配备及技术特征

4.2.1 12CM15-10D型连续采煤机技术特征

技术特征 采高范围 外形尺寸 滚筒直径 滚筒长 输送机宽 输送机能力 主要参数 2.7-4.6米 11.0533.332.1m 1120mm 3300mm 762mm 27t/min 技术特征 生产能力 总功率 重量 电压 尾部水平摆角 生产厂家 主要参数 15-27t/min 628kw 57t 1140v 45° JOY 4.2.2 PM2110C-20A-1型梭车技术特征

技术特征 牵引电机 外形尺寸 装载能力 服务寿命 主要参数 2385kw 9.32m33.25m32.20m 18t ≥1.5Mt 技术特征 油泵电机 总功率 电压 厂家 主要参数 25kw 247kw 1140v 美国菲利普斯 4.2.3 PZL460/150履带式转载破碎机

技术特征 破碎输送能力 主要参数 460t/h 技术特征 总功率 主要参数 150kw - 18 -

外形尺寸 容积 破碎等级 9.9m33.75m32.02m 6.5M3 最大300mm 电压 重量 厂家 1140v/660V 28t 太原煤科院 4.2.4 CMM4-25型（前车）锚杆钻车

技术特征 电机额定转速 外形尺寸 钻臂数量 主要参数 1480r/min 63873270032500mm 4臂 技术特征 装机功率 电压 厂家 主要参数 132kw 1140v/660V 北京景隆 4.2.2 CMM6-25型（前车）锚杆钻车

技术特征 主要参数 技术特征 主要参数 电机额定转速 1480r/min 装机功率 110kw 外形尺寸 58003295032578mm 电压 1140v/660V 钻臂数量 6臂 厂家 北京景隆 4.2.6 DSJ80/40/2*75/型伸缩带式输送机

技术特征 电机额定转速 主要参数 1480r/min 技术特征 电机功率 主要参数 2375kw - 19 -

输送能力 输送长度 带宽 400t/h 1100m 800mm 电压 转速 带速 1140v/660V 1470r/min 2m/s 附：图11 xxxx胶、辅运顺槽及切眼机械设备布置图

5. 生产系统设计

5.1 通风系统

5.1.1 通风方式：

该工作面双巷掘进，采用四台（两台备用）FBD№7.1/2345局部通风机压入式通风。前期即两顺槽掘进进尺1500m之前xxxx胶运顺槽局部通风机设置于西翼辅运大巷，xxxx辅运顺槽局部通风机安设于西翼胶运大巷槽，随着巷道掘进，砌筑xxxx辅运自动过车风门及xxxx胶辅运联行挡风墙，形成全风压局部通风系统，当供风距离接近1500m时，及时挪移两顺槽局部通风机。后期xxxx两顺槽掘进完成，切眼施工时停止xxxx辅运顺槽局部通风机运转，使用xxxx胶运顺槽局部通风机供风。

联巷掘进使用顺槽1m风筒供风，随联巷掘进及时移入联巷内。工作面掘进通风线路如下：

5.1.1.1进风

初期：进风由安设在西翼辅运大巷的局部通风机→xxxx胶运顺槽工作面

进风由安设在西翼胶运大巷的局部通风机→xxxx辅运顺槽工作面

中期：进风由安设在xxxx胶运顺槽的局部通风机→xxxx胶运顺

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槽工作面（辅运顺槽工作面）

后期：进风由安设在xxxx胶运顺槽的局部通风机→xxxx切眼 5.1.1.2污风

初期：工作面污风→xxxx胶运顺槽（辅运顺槽）→西翼辅运大巷→西翼回风大巷→中央回风大巷→回风斜井→地面

中期：xxxx胶运工作面污风→xxxx胶辅运顺槽联巷→xxxx辅运顺槽→1313回风绕道→西翼回风大巷→中央回风大巷→回风斜井→地面

后期： xxxx切眼→xxxx胶辅运顺槽→xxxx胶辅运联巷→xxxx辅运顺槽→1313回风绕道→西翼回风大巷→中央回风大巷→回风斜井→地面

5.1.2双巷掘进工作面通风设施施工要求

1、双巷掘进面至全风压风流之间未隔绝的联巷不得超过2个，新联巷贯通时，及时封闭工作面最外侧联巷。

2、双巷掘进面形成的联巷，必须在距联巷按照联行挡风墙设计图纸（见附xxxx工作面巷道掘进通风系统图）要求砌筑设施。

3、封闭的联巷不允许有电缆、水管穿过墙体，需要穿过时应从安设风门、变电硐室、设调节窗的联巷通过，加装穿墙套管，用黄泥封堵。

附：图9 xxxx工作面巷道掘进通风系统、监测监控图 5.1.3风量计算

按《煤矿安全规程》规定，掘进工作面实际需要风量应按工作面瓦斯、CO2涌出量、作业人员的供风量不小于4 m3/min、掘进巷道最低风速验算四种方法计算并取其最大值。因本次施工采用机械化掘进不消耗炸药，风量计算按工作面最多人数、瓦斯涌出量、CO2涌出量

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和最低风速来计算，最后按最高风速和有害气体浓度进行校核。

（一）按进入工作面最多人数计算：

八点班交接班时人数最多，交接班按45人计算工作面风量： Q掘＝4345＝180m3/min

式中：4—每人每分钟需风量，m3/min。

（二）稀释无轨胶轮车（柴油机车）废气需风量计算 Q稀释=5.443Nf3Pf3kf =5.443334530.5

=367.2m3/min

式中：Q稀释——该地点矿用防爆柴油机车尾气排放稀释需要的风量，m3/min；

Nf——该地点矿用防爆柴油机车的台数，3台； Pf——该地点地点矿用防爆柴油机车的功率，为45kW； kf——配风系数，该地点使用3台及以上矿用防爆柴油机车运输，k为0.50；

5.44——每千瓦每分钟应供给的最低风量，m3/min。 （三）按CH4（CO2）涌出量计算 按CH4涌出量计算

Q掘1=100q瓦3K掘瓦=10030.1731.5= 25.5m3/min 按CO2涌出量计算：

Q掘2=67qco23K掘co2=6730.2431.5= 24.12m3/min 式中：

Q掘—掘进工作面所需要的风量，m3/min；

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q掘—掘进工作面回风流中瓦斯（或CO2）的绝对涌出量，根据小纪汗煤矿瓦斯等级鉴定报告，掘进工作面瓦斯绝对涌出量为0.17 m3/min，二氧化碳为0.24 m3/min；

K—瓦斯涌出不均衡通风系数，瓦斯矿井取1.5；正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量和月平均日瓦斯绝对涌出量的比值，取最大值。没有观测数据时，机掘工作面 K掘通=1.2～2.0。当有其他有害气体时，应根据《煤矿安全规程》规定的允许浓度按上式计算的原则计算所需风量。

100—掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不能超过1%的换算系数；

67—掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不能超过1.5%的换算系数。

(四）按工作面最低风速0.25m/s计算工作面需要的最小风量 Q掘＝VS=0.253603（5.533.3）=272.3 m3/min 式中：

Q掘—掘进工作面所需要的风量，m3/min； S—巷道断面积，取带式输送机巷断面积，m2； (五）掘进工作面正压局部通风机吸入风量计算： Q局＝Ψ3Q掘 Ψ＝1/（1-nLi） =1/（1-100*0.004） =1.66

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式中：

Q局—掘进工作面局部通风机吸入风量，m3/min； Q掘—掘进工作面实际需要风量； Ψ—风筒漏风系数；

Li—1个接头的漏风率，罗圈加风筒接口器反边连接时取0.004；

n—风筒接头数，按通风最长距离，取100； Q局＝Ψ3Q掘 ＝1.663367.2 ＝609.55 m3/min

(六）局部通风机吸风处巷道所需过剩风量 Q剩=VS=0.2536035.533.3=272.3 m3/min V—按掘进巷道最低风速0.25m/s的换算系数； S—吸风处巷道断面；

（七）移变硐室及充电硐室用风量

Q剩=8033=240 m3/min

式中：80—每个移变硐室需配风量，单位m3/min；

N—移变硐室与充电硐室数量，按总设计长度5100计

算，取3；

(八）吸风处巷道总风量

Q总≥2Q局+ Q剩=2*609.55+272.3+240=1731.4 m3/min 综上所述，巷道所需风量最小为367.2 m3/min。

- 24 -

（九）掘进工作面风量验算 Q=367.2 m3/min≤2403S掘 =4356m3/min符合要求。 式中：

240—按掘进工作面最高风速4m/s的换算系数； S掘—掘进工作面断面积； 5.1.3.1风机及风筒选型

局部通风机选型应根据风机工作风量和工作风压。 （一）局部通风机工作风量：

Q局＝ψ3Q掘＝734.4m3/min 式中：Q掘——掘进工作面需要风量，367.2 m3/min；

ψ——风筒漏风备用系数，ψ=1/（1-nLi）=1/(1-100*0.005) =2 n——风筒接头数，按通风最长距离；

Li——1个接头的漏风率，插接时取0.01～0.02，罗圈反边连接时取0.005；

（二）局部通风机工作风压： h局=R3Q局3Q掘

=2/100315003734.4/603367.2/60

=2247.3 Pa 式中：h局——局部通风机工作风压，Pa；

R——风筒的总风阻，N2S22m-8 ；

R=R100/1003L

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R100——风筒百米风阻，根据煤炭行业标准MT164-1995，1000mm风筒取最大允许值2N2S22m-8； L——风筒长度,10m。

根据Q局和h局选择合适的局部通风机及配套风筒。风筒的选型必须遵循下述原则：必须采用抗静电、阻燃风筒；矿井的所有掘进工作面至少选用∮800mm风筒供风；供风距离超过500m的掘进工作面选用∮1000mm风筒供风。因此，考虑到xxxx胶运顺槽、辅运顺槽的实际情况选用∮1000mm的风筒供风。 （三）风筒出口距工作面的距离

风筒出风口到达风流射出的最远距离，称为局部通风机风流有效射程，根据风流有效射程确定风筒滞后工作面距离。计算公式如下： L=（4~5）A1/2

=（4~5）3（4.26~4.30） =17.04~17.20 m 其中：

L----风流有效射程，m；

A----巷道断面积，辅运顺槽断面积为18.15㎡、胶运顺槽断面积为18.48㎡ ；1/2为面积的平方根；

（4~5）为风流有效射程系数，当风筒出口风速小时选4；较大时选5。

根据计算确定风筒滞后工作面距离不得超过17m。

风机选型确定：根据xxxx煤矿地质条件和实际经验和计算所需要

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的风量和风机的工作风压，选用四台（2台备用）DBKJNo7.5/2345隔爆型对旋轴流局部通风机即可满足通风要求。

5.1.4局部通风机安装要求

5.1.4.1局部通风机、风筒的安装和使用必须符合《煤矿安全设计》的有关规定，保证局部通风机运转正常，不发生循环风。 5.1.4.2局部通风机的设备齐全，吸风口有风罩和整流器，高压部位必须有衬垫，密封良好。

5.1.4.3局部通风机实行专人看护、挂牌管理。

5.1.4.4局部通风机开停传感器和风筒传感器齐全完好，动作灵敏、可靠。

5.1.4.5必须使用抗静电、阻燃风筒，使用钢绞线“S”钩吊挂风筒，吊挂要平直、稳固，转弯处使用骨架风筒缓慢拐弯，不得出现死弯,严禁使用异径风筒。 风筒百米漏风率应符合以下规定：

通风距离/m <200 200-500 500-1000 1000-2000 >2000 L100/% <15 <10 <3 <2 <1.5 5.2 综合防尘

防尘供水来自于一盘区辅运大巷供水系统，为xxxx胶辅运顺槽供水管选用DN100的钢管与铺设在一盘区辅运大巷的DN100的管路联通。

5.2.1 防尘管路

5.2.1.1 防尘用水来自供水管路每隔50米设置的三通阀门。 5.2.1.2 管路安设符合《煤矿安全生产标准化基本要求及评分方

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法（试行）》要求。

5.2.2 喷雾设施

5.2.2.1 风机吸风处前30m必须设置1道全断面净化水幕，距工作面50米范围内安设1道全断面净化水幕，随工作面推进移动。掘进巷道开口向里30米处安设1道全断面净化水幕。

5.2.2.2 净化水幕要按巷道形状进行制作，规格样式要统一，喷头间距要均匀，喷头出水口要迎风布置，并封闭巷道全断面。水幕要安装平直、牢固可靠，距离顶板（或顶梁）的距离不得大于200mm。

5.2.2.3 工作面运煤转载点必须安装喷雾装置，实现自动化，雾化良好，灵敏可靠，使用正常。

5.2.2.4 掘进工作面连采机应使用喷雾，喷雾水压不得小于1.5Mpa。

5.2.2.5 转载点的喷雾装置应安装在转载点的上方，并用专用架固定牢固，专用架必须统一标准，喷头距离转载点的距离应在400～500mm范围内，方向与风流方向相反，与巷道顶板的角度不得超过45度，且喷头的雾化范围应封闭整个转载点产尘区域。各类降、防尘设施连接的管路必须安装吊挂整齐，横平竖直，高压胶管应敷设在管路内侧并固定。

5.2.2.6 井下所有防尘设施的安装地点应避开机电设备，物料及牌板等地点。

5.2.3 巷道冲尘周期规定

掘进工作面每班必须冲洗工作面100m范围内的巷道顶部及两帮，每10天对整个掘进巷道、风筒、管路上粉尘进行冲洗一次，严禁粉尘超限。 5.3 防灭火

5.3.1 灭火器材

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使用统一的灭火器材柜，每套含8kg灭火器（2台）、沙箱（容量不少于0.2m3）一个、专用消防锨2把、劈斧1把及不少于15个沙包，灭火器材种类、规格配备按公司《灾害预防与处理计划》执行。

5.3.2 设置地点及数量

掘进工作面胶带机头、移变配电点、压风机硐室、油脂材料存放点各一套。

5.3.3 灭火器材管理

5.3.3.1 灭火器材柜必须挂牌管理，注明检查维护人、日期、数量、完好状态。

5.3.3.2 每旬对完好情况检查一次，及时更换失效的灭火器、补充工具及材料。

5.3.3.3 保持灭火器材存放场地、器材柜整洁干净，无积水、杂物，无煤尘堆积。

5.3.4 井下火源管理

5.3.4.1 巷道内的电器设备实现“三无”，杜绝“失爆”。 5.3.4.2 输送带下及机尾的浮煤要及时清理，以防摩擦皮带发热。 5.3.4.3 井下使用油脂必须装入盖严的铁桶内，由专人押运送至使用地点，剩余的油脂必须及时运回地面，严禁在井下存放。

5.3.4.4 井下使用的油脂、棉纱、布头和纸等，必须存放在盖严的铁桶内。用过的棉纱、布头和纸，也必须放在盖严的铁桶内，并由专人定期送到处理，不得乱放乱扔，严禁将剩油、废油泼洒在井巷或硐室内。

5.3.4.5 现场工作人发现井下着火时，首先使用消防器材直接灭火，并迅速向调度室汇报。

5.3.5 隔爆设施标准

5.3.5.1 隔爆水棚安设地点：xxxx胶辅运顺槽应设多组隔爆水

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棚，距掘进巷道开口向里50～75m安设一组，随着巷道掘进，每隔200m安设一组隔爆水棚。

5.3.5.2.1

隔爆水棚水量要求：隔爆设施采用集中式安装, 每

组隔爆水棚安设13排，每排安装5个60L水袋，排距1.2m。 5.4 安全监控

5.4.1 监控传感器设置

顺槽掘进工作面设置瓦斯传感器1台；温度传感器1台，粉尘传感器1台回风流设置瓦斯传感器1台，一氧化碳传感器1台。连采工作面设置瓦斯断电仪1台；风机开停传感器2台；风筒传感器2台；监控分站一台。

5.4.2 布置位置

5.4.2.1 甲烷传感器应垂直悬挂，距顶板不得大于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。一台距工作面正头3-5米（无风筒侧），一台吊挂在掘进巷回风口向里10-15米处，连采机、梭车、装载机自带机载式瓦斯断电仪或者便携式瓦斯检测报警仪。

5.4.2.2 CO传感器、烟雾传感器安设在胶带机滚筒下风侧10-15米范围内，CO报警浓度0.0024%。

5.4.2.3 瓦斯传感器的报警、断电、复电浓度的具体要求见下表。

瓦斯传感器的报警、断电、复电浓度表

甲烷传感器或便携式甲烷检测报警仪设置地点 甲烷传报警浓感器编度 号 度 断电浓复电浓度 断电范围 - 30 -

掘进巷道内全部非本掘进工作面正头 T1 ≥1.0% ≥1.5% ?1.0% 质安全型电气设备 掘进巷道内全部非本工作面回风流口 T2 ≥1.0% ≥1.0% ?1.0% 质安全型电气设备 5.4.2.4 风机开停传感器布置在风机进线电缆上。 5.4.2.5 风筒末端设置风筒传感器。

5.4.2.6 监测电缆铺设在巷道电缆钩上，位于动力电缆上方，安全监控设备之间必须使用专用阻燃电缆或光缆连接，严禁与调度电话电线和动力电缆等共用。

5.4.2.7 分站必须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，使其距巷道底板不小于300mm。分站上方必须悬挂标识牌，注明分站编号、传感器名称，传感器设置地点，报警值，断电值，复电值，断电范围、责任人等。

5.4.2.8 分站和电源箱的接线必须符合机电设备完好标准要求，各插头应插接牢靠，旋紧压帽。分站处不得留有过多的电缆，进出电缆应整齐美观，每根电缆应标明去向、用途，以利查找故障。

5.4.2.9 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。

5.4.2.10 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。

5.4.2.11 掘进工作面必须实行双风机双电源，风机状态实现开停自动切换，必须确保开停传感器与风机进线电源电缆联结牢固。

5.4.2.12 多种传感器集中悬挂时，制作统一的吊挂架，水平平行

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排列。

5.4.2.13 每隔10天必须对甲烷/电闭锁和风/电闭锁功能进行测试。安全监控系统的分站、传感器等装置在井下连续运行6—12个月，必须升井检修。甲烷、一氧化碳传感器每10天调校一次，详细填写传感器调校记录和双闭锁测试记录。

5.4.2.14 使用中的传感器应经常擦拭，清除外表积尘，保持清洁。采掘工作面的传感器应每天除尘；传感器应保持干燥，避免洒水淋湿；维护、移动传感器应避免摔打碰撞。

5.4.2.15 各类传感器的安装、设置、维护必须符合AQ1029-2007《煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范》的相关规定。

附: 图13 xxxx胶、辅运顺槽及切眼安全监控系统图

5.5 供电设计

5.5.1供电系统：

工作面供电主电源取自一盘区2号变电所临时电源，风机专用电源取自徐家沟专用风机电源。高压电缆沿一盘区辅运巷进去左手侧布置，配电点设置在xxxx机头硐室。

一期工程：设置高压隔爆型配电装置1台，掘进施工电源总开关；移动变电站1140V 2台，供连采机、梭车、转载破碎机、四臂式锚杆钻车、六臂式锚杆钻车；移动变电站660V 2台，供带式输送机、排水系统、六大系统、风机专用电源；

随着系统延伸，在每部带式输送机机头设置高压配电点，含移动变电站1台。

5.5.2电缆选型及敷设标准见《煤矿安全规程》（2016版）第462-468条规定。

附： 图14 xxxx工作面巷道掘进供电系统图

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5.5.3负荷统计与变压器选择

变压器负荷统计表

电设备 名称 机 台数 连采机 功率1 12CM15-10D 电动机型号 额定 功率 （kW） 额定 电压 （V） 额定 电流 （A） 额定功率因数 启动功额定 率因数 效率 启动电流 倍数Kq cos?e cos?q ?e 628 1140 ?Pe/kW 平均功率因数cos?pj 628

变压器负荷统计表

电设备 名称 机 台数 四臂锚杆钻车 六臂锚杆钻车 梭车 转载破碎机 照明综保 功率1 电动机型号 额定 功率 （kW） 额定 电压 （V） 额定 电流 （A） 额定功率因数 启动功额定 率因数 效率 启动电流 倍数Kq cos?e cos?q ?e 132 1140 1 1 1 1 110 247 150 4.0 1140 1140 1140 1140 ?Pe/kW 平均功率因643 - 33 -

数cos?pj

变压器负荷统计表

电设备 名称 机 台数 带式输送机主电机 带式输送机风冷电机 涨紧绞车 照明综保 排水泵 功率2 电动机型号 额定 功率 （kW） 额定 电压 （V） 额定 电流 （A） 额定功率因数 启动功额定 率因数 效率 启动电流 倍数Kq cos?e cos?q ?e 200 660 2 1 1 15 2.2 11 4.0 7.5 660 660 660 660 ?Pe/kW 平均功率因数cos?pj 531.9

变压器负荷统计表

电设备 名称 机 台数 局部通风机 功率1 电动机型号 额定 功率 （kW） 2345 额定 电压 （V） 660 额定 电流 （A） 额定功率因数 启动功额定 率因数 效率 启动电流 倍数Kq cos?e cos?q ?e ?Pe/kW 平均功率因数cos?pj 90

- 34 -

变压器负荷统计表

电设备 名称 机 台数 带式输送机主电机 带式输送机风冷电机 涨紧绞车 照明综保 排水泵 功率2 电动机型号 额定 功率 （kW） 额定 电压 （V） 额定 电流 （A） 额定功率因数 启动功额定 率因数 效率 启动电流 倍数Kq cos?e cos?q ?e 200 660 2 1 1 15 2.2 11 4.0 7.5 660 660 660 660 ?Pe/kW 平均功率因数cos?pj 531.9

变压器负荷统计表

电设备 名称 机 台数 带式输送机主电机 带式输送机风冷电机 涨紧绞车 照明综保 排水泵 功率2 电动机型号 额定 功率 （kW） 额定 电压 （V） 额定 电流 （A） 额定功率因数 启动功额定 率因数 效率 启动电流 倍数Kq cos?e cos?q ?e 200 660 2 1 1 15 2.2 11 4.0 7.5 660 660 660 660 ?Pe/kW 平均功率因531.9 - 35 -

数cos?pj

变压器负荷统计表

电设备 名称 机 台数 带式输送机主电机 带式输送机风冷电机 涨紧绞车 照明综保 排水泵 功率2 电动机型号 额定 功率 （kW） 额定 电压 （V） 额定 电流 （A） 额定功率因数 启动功额定 率因数 效率 启动电流 倍数Kq cos?e cos?q ?e 200 660 2 1 1 15 2.2 11 4.0 7.5 660 660 660 660 ?Pe/kW 平均功率因数cos?pj 531.9 5.5.4变压器选型计算 需用系数：Kx?0.4?0.6?计算公式：Sb?KxSb—计算容量

∑Pe—供电系统中所有用电设备额定功率之和(kW)

cosΦpj—参加计算的各用电设备加权平均功率因数,一般取0.6-0.8。

kx—需用系数。

Pmax--单台电机最大负荷（kW） ①根据负荷统计

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Pmax ?PkVA

?PecosφPj

1#移动变电站（连续采煤机）负荷为628kW，电压等级1140V，其中单台电机最大功率482kW。

K??0.4?0.6?482?0.86 628Sb1??PeK??628?0.86?771kVA

cosφPj0.7取cosΦpi=0.7

因为确定容量Sb1e应大于计算容量Sb1，所以选用一台KBSGZY-1000/10/1140型移动变电站给负荷供电。

②根据负荷统计

2#移动变电站（梭车、转载破碎机、四臂锚杆机、六臂锚杆机）负荷为643kW，电压等级1140V，其中单台电机最大功率247kW。

K??0.4?0.6?247?0.64 643PeK?643?0.64?Sb1???587kVA

cosφPj0.7取cosΦpi=0.7

因为确定容量Sb1e应大于计算容量Sb1，所以选用一台KBSGZY-800/10/1140型移动变电站给负荷供电。

③根据负荷统计

3#移动变电站（1部带式输送机、排水系统）负荷为531.9kW，电压等级660V，其中单台电机最大功率400kW。

K??0.4?0.6?200?0.62 531.9Sb1??PeK??531.9?0.62?400kVA

cosφPj0.7取cosΦpi=0.7

因为确定容量Sb1e应大于计算容量Sb1，所以选用一台

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KBSGZY-500/10/1140型移动变电站给负荷供电。

④根据负荷统计

4#移动变电站（风机专用）负荷为90kW，电压等级660V，其中单台电机最大功率90kW。

K??0.4?0.6?90?1 90Sb1??PeK??90?1?128.57kVA

cosφPj0.7取cosΦpi=0.7

因为确定容量Sb1e应大于计算容量Sb1，所以选用一台KBSGZY-200/10/660型移动变电站给负荷供电。

⑤根据负荷统计

5#移动变电站（2部带式输送机、排水系统）负荷为531.9kW，电压等级660V，其中单台电机最大功率200kW。

K??0.4?0.6?200?0.62 531.9PeK?531.9?0.62?Sb1???400kVA

cosφPj0.7取cosΦpi=0.7

因为确定容量Sb1e应大于计算容量Sb1，所以选用一台KBSGZY-500/10/1140型移动变电站给负荷供电。

⑥根据负荷统计

6#移动变电站（3部带式输送机、排水系统）负荷为531.9kW，电压等级660V，其中单台电机最大功率200kW。

K??0.4?0.6?200?0.62 531.9Sb1??PeK??531.9?0.62?400kVA

cosφPj0.7- 38 -

取cosΦpi=0.7

因为确定容量Sb1e应大于计算容量Sb1，所以选用一台KBSGZY-500/10/1140型移动变电站给负荷供电。

⑦根据负荷统计

7#移动变电站（4部带式输送机、排水系统）负荷为531.9kW，电压等级660V，其中单台电机最大功率200kW。

K??0.4?0.6?200?0.62 531.9PeK?531.9?0.62?Sb1???400kVA

cosφPj0.7取cosΦpi=0.7

因为确定容量Sb1e应大于计算容量Sb1，所以选用一台KBSGZY-500/10/1140型移动变电站给负荷供电。

5.5.5高压电缆选择和校验 1.按长时负荷电流选择电缆截面积 最大长时负荷电流计算公式如下：

Pe?103??n?3?cos???

Kx?pjpj式中 cos?pj——平均功率因数；

?Pe——高压电缆所带设备额定功率之和，kW；

Kx——需用系数，取0.5； Ue——高压电缆额定电压，10kV；

?pj——加权平均效率。

?n?Kx??Pe?103?3Ue?cos???pjpj0.5?3468.6?143.05A

1.732?10?1?0.72.电缆截面选择

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电缆截面积的选择要求是

K?Iy?In

式中 In——电缆的工作电流计算值，A；

Iy——环境温度为25℃时电缆长时允许负荷电流，A；

K——环境温度校正系数。

电缆选取MYPTJ-8.7/10kV 3350mm2，额定载流量195A

K——环境温度校正系数，取0.935

0.935?195?182.33?143.05A，满足设计要求。

3.按经济电流密度选择高压电缆截面

Aj?In n?Ij式中 Ij——经济电流密度，A/mm2 取2.25；

n——同时工作电缆的根数 取1。

Aj?In143.052

??63.57mmn?Ij2.25所选电缆截面积偏小，当热稳定校验和电压损失校验能通过时，基本满足符合要求。

4.按电缆短路时热稳定选择电缆截面

电缆首端（即馈出线变电所母线）在系统最大运行方式下发生三相短路时，应满足热稳定要求。

（3）Id.max?Sd.max 3Upj（3）Amin?Id.maxtf C- 40 -

（3）式中 Id.max——最大三相稳态短路电流，A；

C——电缆芯线热稳定系数，取159；

tf——短路电流的假想时间，0.25s； Amin——电缆短路时热稳定要求最小截面，mm

Upi——平均电压，10kV；

2；

Sd.max——系统最大运行方式下，电缆首端发生三相短路

时的短路容量，MVA；一般指地面变电所6kV、10kV和井下中央变电所6kV、10kV母线最大运行方式下的短路容量，计算地面高低压短路电流时，以地面变电所6kV、10kV母线为基准；计算井下高低压短路电流时，以井下中央变电所6kV、10kV母线为基准。本次计算，取50MVA。

I（3）d.maxSd.max100?103???5773A

1.732?103UpjAmin?I（3）d.maxtf0.25?5773??30.90mm2?50mm2 C93.4满足设计要求。

5.按允许电压损失校验电缆截面

高压系统中的电压损失按《全国供电通用规则》的规定，在正常情况下不得超过7%，故障状态下不得超过10%，电压损失应从地面变电所母线算到采区变电所母线。

高压电缆电压损失计算方法

?Ug%?P?Lg （R?X?tan?）210UeP?Kx??P

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式中 ?P，P——高压电缆带的所有设备功率之和、负荷计算功率，kW；

Kx——需用系数，取0.5；

tan?——电网平均功率因数角对应的正切值，取1；

Ue——高压电缆额定电压，10kV；

R，X——高压电缆每千米电阻和电抗，Ω/km，取0.435，

0.107；

Lg——高压电缆长度，km，取5。

?Ug%?P?Lg1734.3?5（R?X?tan?）?（0.435?0.107）?4.69%＜5% 2210Ue10?10P?Kx??P?0.5?3468.6?1734.3kW

满足设计要求。

故选取MYPTJ-8.7/10kV 3350mm2电缆2根，1根作为施工电源，领1根作为风机专用电源。

5.5.6低压电缆选择和校验 1.按长时负荷电流初选电缆截面

计算过程中，Kx——取0.7， ?e——取1，cos?e——取0.7。 （1）连采机馈电电缆初选电缆截面

0.7?628?103In?Ie???318.06A3?Ue??e?cos?e1.732?1140?1?0.7

Kx?Pe?103型号MYP-0.66/1.14kV 33150+1370mm2橡套软电缆长时载流量379A＞318.06A，用1根电缆满足设计要求。

（2）梭车、转载破碎机、四臂锚杆钻车、六臂锚杆钻车、照明综

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保馈电电缆初选电缆截面

0.7?643?103In?Ie???325A3?Ue??e?cos?e1.732?1140?1?0.7

Kx?Pe?103型号MYP-0.66/1.14kV 33150+1370mm2橡套软电缆长时载流量379A＞325A，用1根电缆满足设计要求。

（3）带式输送机主电机、带式输送机风冷电机、涨紧绞车、照明综保、排水系统馈电电缆初选电缆截面

0.7?531.9?103In?Ie???465.31A3?Ue??e?cos?e1.732?660?1?0.7

Kx?Pe?103型号MYP-0.66/1.14kV 3395+1325mm2橡套软电缆长时载流量285A，用2根电缆并联满足设计要求。 （4）风机专用馈电电缆初选电缆截面

0.7?180?103In?Ie???157.46A3?Ue??e?cos?e1.732?660?1?0.7

Kx?Pe?103型号MYP-0.66/1.14kV 3370+1325mm2橡套软电缆长时载流量215A，用1根电缆满足设计要求。 （5）连采机跟机电缆初选电缆截面

0.7?482?103In?Ie???244.12A1.732?1140?1?0.73?Ue??e?cos?e

Kx?Pe?103型号MYP-0.66/1.14kV 3395+1325mm2橡套软电缆长时载流量285A，用1根电缆满足设计要求。 （6）梭车跟机电缆初选电缆截面

0.7?247?103In?Ie???124A3?Ue??e?cos?e1.732?1140?1?0.7

Kx?Pe?103型号MYP-0.66/1.14kV 3335+1316mm2橡套软电缆长时载流量

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138A，用1根电缆满足设计要求。 （7）转载破碎机跟机电缆初选电缆截面

0.7?150?103In?Ie???75.97A1.732?1140?1?0.73?Ue??e?cos?e

KX?Pe?103型号MYP-0.66/1.14kV 3316+1310mm2橡套软电缆长时载流量85A，用1根电缆满足设计要求。

（8）四臂锚杆钻车、六臂锚杆钻车跟机电缆初选电缆截面

0.7?132?103In?Ie???66.85A3?Ue??e?cos?e1.732?1140?1?0.7

Kx?Pe?103型号MYP-0.66/1.14kV 3316+1310mm2橡套软电缆长时载流量85A，用1根电缆满足设计要求。 （9）照明综保主电缆初选电缆截面

4?103In?Ie???2.89A3?Ue??e?cos?e1.732?1140?1?0.7

?Pe?103型号MYP-0.66/1.14kV 334+134mm2橡套软电缆长时载流量36A，用1根电缆满足设计要求。

（10）带式输送机主电机主电缆初选电缆截面

200?103In?Ie???249.94A1.732?660?1?0.73?Ue??e?cos?e

3Pe?10?型号MYP-0.66/1.14kV 3395+1325mm2橡套软电缆长时载流量260A，用1根电缆满足设计要求。

（11）带式输送机风冷电机主电缆初选电缆截面

2.2?103In?Ie???2.75A3?Ue??e?cos?e1.732?660?1?0.7

?Pe?103型号MYP-0.66/1.14kV 334+134mm2橡套软电缆长时载流量36A，

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用1根电缆满足设计要求。

（12）带式输送机涨紧绞车主电缆初选电缆截面

11?103In?Ie???13.75A1.732?660?1?0.73?Ue??e?cos?e

?Pe?103型号MYP-0.66/1.14kV 334+134mm2橡套软电缆长时载流量36A，用1根电缆满足设计要求。

2.按允许电压损失校验电缆截面 （1）变压器电压损失计算

S ?Ub?b（Ur?cos?pj?Ux?sin?pj）SeUr??P%Ux?U2z?U2r 10Se式中 cos?pj——选择变压器时加权平均功率因数，取0.7；

sin?pj——加权平均功率因数角对应的正弦值，取0.7141； Ur——变压器在额定负荷下内部电阻上压降的百分数； Ux——变压器在额定负荷下内部电抗上压降的百分数； Sb——选择变压器时计算的需用容量kVA；

Se——选择变压器时额定容量kVA；

①1#变压器电压损失计算

S897?Ub?b（Ur?cos?pj?Ux?sin?pj）?（0.62%?0.7?3.95%?0.71）?33.7VSe1000②2#变压器电压损失计算

S587?Ub?b（Ur?cos?pj?Ux?sin?pj）?（0.62%?0.7?3.95%?0.71）?34.35VSe630③3#变压器电压损失计算

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