地质特征与工作面概况.doc

1107综放工作面回采作业规程 第 61 页 共 61 页 目 录 第一章 地质特征与工作面概况2 第二章 采煤方法及回采工艺6 第三章 顶板管理12 第四章 煤质管理15 第五章 供电系统16 第六章 主要生产系统24 第七章 劳动组织及循环图表38 第八章 主要技术经济指标39 第九章 安全技术措施40 第十章 灾害预防和避灾线路58 第一章 地质特征与工作面概况 一、地质特征 文 字 说 明 书 单位 m、 t 概 况 工作面名称 1107工作面 所 属 水 平 一水平 采 区 名 称 一采区 煤层名称 延安组4-2号煤 地 面 标 高 12701430 工作面标高 ＋954～994 地面位置 1107综放面位于地面火药库房西北方570m处，地面为山体。无任何建筑物，莲花洞位于其正上方，王家沟河斜穿该面。 井下位置 及四邻采 掘 情 况 X 3655969436561206；Y38948453895007 该面东为一采区下山保护煤柱；北为1109工作面未开拓区，南为1105综采面采空区。 回采对地 面设施的 影 响 预计该工作面回采对山体造成塌陷影响，其中XC9钻孔附近有王家沟河穿流过。工作面采经河流附近，涌水量会相应增大，根据1105工作涌水情况，预计该工作面最大涌水量在70m3/h左右。 走 向 长 （ｍ） 1350 倾 向 长 （ｍ） 150.6 平 面 积 m2 203310 煤 层 走 向 SE73～80 煤层总厚 （ｍ） 6.6～9.9 可采指数 1 倾 向 NE10～17 8.3 倾 角 0～10 煤层结构 简 单 稳定程度 稳 定 5 说 明 煤层变化较稳定，煤层夹矸变化明显，由东向西逐渐变薄的趋势，夹矸一到三层，厚度01.5m，以泥岩为主。主要的一层夹矸4-14-2分界层位于煤层顶板向下3.35.0m处，夹矸厚度由东向西变化为1.50m。 煤 质 Mad Ad Vdaf St,d Qb,adMJ/Kg 煤岩类型 牌号 6.63 19.00 35.93 1.23 25.32 半光亮 长烟煤 说明 各项煤质指标采用2007年西川煤矿补充勘探地质报告。根据面内情况采至900m处到结束，夹矸变厚，会影响煤质。 煤 层 顶 底 板 类 别 岩石名称 厚 度m 岩 层 特 征 顶板 老 顶 中粒砂岩 6.810.8 8.8 浅灰、灰白色，成份以石英、长石为主，含少量云母碎片及暗色矿物，分选性中等，次棱角状，泥钙质胶结，夹粗砂岩薄层。 直接顶 粉砂岩 1.93.7 2.7 浅、深灰色，底部含大量植物化石碎片夹煤线，中部夹细砂岩薄层，波状层理。 底 板 直接底 碳质泥岩 0.92.4 1.5 含丰富的植物根化石碎片，遇水易膨胀，易软化、易产生底鼓变形为软弱岩石。 地 质 构 造 构造形态 该面总体形态为单斜构造。 断 层 名称 性质 走向 倾角 落差 m 控制情况 影响程度 无 水 文 地 质 充水 因素 据补充勘探地质报告陈家山煤矿4－2煤层，直接充水含水层为直罗组及延安组砂岩裂隙含水层。目前矿井受1105工作面出水影响，整体涌水量比以往（20m3/h）急速增大。预计1107工作面在约300m700m处也会有1105工作面出水的情况。 防治 措施 1、1105工作面封闭预留足够得排水管路，排空老塘积水。2、1107工作面排水系统应满足工作面最大涌水量的能力。3、编写XC9钻孔措施。4、定期检测王家沟河流。 预计最 大 涌 水 量 m3/h 70 正常涌水量m3/h 1040 瓦斯地质 瓦斯情况 根据通风工区提供1105工作面在回采期间瓦斯相对涌出量0.8m3/min,绝对涌出量为0.29m3/min。由于1107工作面煤层较厚，回采进度较慢，预计瓦斯含量会增加。 防治措施 建议工作面在回采期间做好瓦斯管理工作，认真落实“先抽后采、一风定产、监测监控”的瓦斯治理方针。在该工作面定点距进行瓦斯浓度测定。 储 量 计 算 块段 编号 平面积 m2 倾角 （） 斜面积 m2 平均 厚度 m 容 重 t/m3 工业储量 万 t 回收率（％） 可采储量万t 1 203310 5 204087 8.3 1.42 239.6 机采3m 95 191.7 放煤5.3m 80 问题 及 建议 1、顶板为软弱岩层，切实做好支护。2、煤尘具有爆炸危险性，在回采过程中应做好防尘工作。3、在运输道建立完善的排水系统。4、按高瓦斯矿井设防，做好瓦斯管理工作。5、4-2煤层具有自然发火倾向，在回采过程中采用阻化剂喷洒。 附图 1107工作面煤层底板等高线图，综合柱状图。 二、巷道布置 1107工作面上下顺槽沿4-2煤底板掘进，下顺槽作为运输巷兼作进风巷，直接与集中皮带下山相连，构成工作面的运煤系统，走向长度1350m，坡度0～50；上顺槽为材料巷兼作回风巷,通过1107回风外段与集中回风下山相连，走向长1350m，坡度0～6；切眼倾向长150.6m，坡度0～100 ，平均50。 1、巷道断面及支护形式 1.运输顺槽 巷道断面为矩形，顶板采用锚、网、索联合支护。掘进断面宽*高4.62.8m2。 2.回风顺槽 巷道断面为矩形，顶板采用锚、网、索联合支护。掘进断面宽*高3.82.8m2。 2、工作面储量计算 ⑴工业储量150.613508.31.42239.6万t ⑵预计采出煤量 按工作面回收率80，计算150.613508.31.4280191.7万t 回采时在运输顺槽靠近皮带机头地段安设核子秤，衡量工作面实际采出煤量。在回采过程中按规定探测煤层的厚度，计算工作面的回采煤量和回采率，并以此查明煤炭损失原因。 第二章 采煤方法及回采工艺 一、采煤方法及回采工艺 （一）采煤方法 1107工作面采用走向长壁综合机械化放顶煤，一次采全高，全部垮落法管理顶板，平均采高8.3m（机采3.0m，放顶煤5.3m）。 （二）回采工艺 采用走向长壁综合机械化放顶煤及单采相结合一次采全高，全部垮落法管理顶板的采煤工艺方法。 1.煤厚＞4m采用机械化放顶煤采煤工艺 （1）回采工序煤机割煤→移支架→收伸护帮板→推前部溜→滞后煤机割煤点30m放顶煤→拉后部溜。 （2）煤机进刀方式煤机在上下端头部斜切进刀,进刀距离定为30m。 现以煤机从机头进刀开始运行为例说明煤机割煤工艺流程 a.煤机割通机头返刀向机尾割煤，上滚筒割顶煤，下滚筒扫底煤，并滞后煤机后滚筒1～2架开始移架，滞后煤机后滚筒10～15m依次向机尾方向推前溜； b.煤机割通机尾后，推溜至后滚筒处，煤机上滚筒降下扫底煤，下滚筒升起割顶煤，向下返刀割煤、斜切进刀，进刀后停下，再依次向机尾方向推溜至机尾，拉移溜机尾。 c.煤机上滚筒升起割顶煤，下滚筒降下割底煤，向机尾方向割煤；割通机尾后返刀，调整上下滚筒位置，即煤机下滚筒割顶煤，上滚筒割底煤，向机头方向割煤，同时滞后煤机后滚筒1～2架移架；拉运输机机尾。重复机头向机尾工艺过程。详见工作面循环进刀示意图，附图1。 （3）工艺要求 a.割煤割煤采用MG300/700-WD型双滚筒采煤机，采用端部斜切进刀方式，双向割煤，往返一次割两刀，自行装煤。煤机在工作面端头斜切进刀，按前进方向，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤并装煤；顶煤在矿山压力作用下，沿支架切顶线破碎冒落，冒落松散煤通过支架尾梁摆动放入后部刮板输送机上。割煤顶底板要割平，不得出现台阶，煤壁割要齐直，不得出现割底板、留伞檐现象。 b.移架工作面移架必须配备专职人员，由技术熟练的工人操作，在割煤时滞后煤机后滚筒1-2架进行移架,采取分组追机移架及时支护顶板方式。当顶板破碎或片帮时,能移超前架，提前移超前架，不能移超前架的必须及时打出支架护帮扳,并在煤机后滚筒割煤后,追机带压擦顶移架，必要时停机移架。支架要移成直线，移架步距为0.6m。支架要移到位，接顶要达到支架初撑力≥24MPa。 c.推溜在煤机割煤后，滞后煤机12m开始推运输机，并依次顺序推溜, 严禁由两头向中部或由中部向两头推溜，一律在刮板运输机运行中推溜。两端头斜切进刀段，可停煤机割煤进行推溜。运输机只有在斜切进刀段出现缓弯曲，其它地点运输机不得有弯曲现象必须平直。 d.放顶煤 ① 放煤步距0.6m，即一刀一放。 ② 放煤方式多轮循环间隔放煤。 ③ 具体操作由工作面中间向端头利用支架尾梁升降及插板伸缩放煤，设两专人依次分别放单、双号，具体如下放前半部分时，先放51、49、47后放50、48、46 ，放后半部分时，先放53、55、57后放52、54、56反复操作，直至见矸。 ④ 放煤要求后部运输机停，不放煤；见煤放，见矸收；由小到大，由慢到快。严禁大块矸石进入煤流系统。 ⑤ 工作面下端头1～5架、上端头99～101架为预留支架，不要放顶煤，以维护出口的安全。 ⑥ 不准放顶煤的液压支架，要挂上黄牌，以示提醒注意。 ⑦ 当支架前移距切眼15m左右时，顶煤冒高达8m以上，老顶开始垮落，形成顶板初次来压，此时已具备放煤条件，即可放顶煤。 e.拉后部溜拉后部溜前，清理干净浮煤，移架时，支架工边移架边伸后部溜拉移油缸；当放煤结束后，拉后部溜，溜子要保持平、直、稳，溜子的弯曲度≤3，溜子弯曲长度≥15m，防止溜子错槽。 f.清理工作面刮板运输机推过之后，要将支架底座前方、架间、架内、电缆槽的浮煤清理干净。 g.应严格控制割煤的速度，确保运输煤量均衡，设备运转正常。 （4）转载机的挪移 工作面每回采一个循环，运顺的转载机必须用18MPa专用油缸拉移一次，拉移进度每次0.6 m 。 二、工作面设备选型和技术特征 一 采煤机 采煤机选用西安煤矿机械有限公司MG300/700-WD型交流电牵引采煤机，该煤机总体结构为多电机横向布置，牵引方式为机载式交流变频无极调速的强力销轨式无链牵引，电源电压为1140V，以PLC控制，并能中文显示运行状态、故障检测。 采煤机技术特征表 序号 技术指标 技术参数 1 采高 2.83.2m 2 生产能力 1500t/h 3 牵引速度 0-7.7-12.8m/分 4 装机功率 710kw 5 滚筒最大中心距 11390 mm 6 机面高度 1085-1200mm 7 过煤高度 405-505mm 8 有效截深 630-800mm 9 用水量 30L/min （二） 端头液压支架 端头液压支架选用郑州四维机电设备制造有限公司生产的ZFG6400/17/32H型放顶煤过渡支架，技术特征表如下 端头支架技术特征表 序号 技术指标 技术参数 1 支架型号 ZFG6400/17/32H 2 支护高度 1700--3200 3 支架中心距 1500mm 4 初撑力 5232（P31.5MPa）KN 5 工作阻力 6400（P39.8MPa）KN 6 支护强度 0.76MPa 7 适应煤层倾角 ＜15 8 操作方式 本架操作 9 自移步距 600mm （三） 液压支架 液压支架选用郑州四维机电设备制造有限公司生产的ZF6400/17/32型正四连杆四柱支撑掩护式低位放顶煤液压支架，技术特征表如下 基本架技术特征表 序号 技术指标 技术参数 1 支架型号 ZF6400/17/32 2 支护高度 1700--3200 3 支架中心距 1500mm 4 初撑力 5232（P31.5MPa）KN 5 工作阻力 6400（P39.8MPa）KN 6 支护强度 0.860.92MPa 7 对底板的平均比压 1.6MPa 8 适应煤层倾角 ＜15 9 操作方式 本架操作 10 自移步距 600mm （四） 工作面运输机 选用兖矿大陆机械有限公司生产的SGZ-764/400前部刮板输送机和SGZ-800/800后部刮板输送机，采用中双链布置，电机可高低速转换，水冷却，技术特征表如下 前刮板输送机技术特征表 序号 技术特征 技术参数 1 刮板机功率 机头200KW 机尾200KW 2 链条 中双链 3 链速 1﹒13m/s 4 运输能力 800t/h 后刮板输送机技术特征表 序号 技术特征 技术参数 1 刮板机功率 机头400KW 机尾400KW 2 链条 中双链 3 链速 1﹒1m/s 4 运输能力 1500t/h （五） 转载机 转载机选用衮矿集团大陆机械有限公司生产的SZZ-764/160型桥式转载机，该机采用自移系统与皮带机尾连接,其技术特征表如下 转载机技术特征表 序号 技术指标 技术参数 1 功率 200KW 2 运输能力 1000t/h 3 链速 1.33m/s 4 链类型 双中链 5 冷却方式 水冷却 6 电压 1140/660V 7 长度 42m （六） 破碎机 破碎机选用兖矿大陆机械有限公司生产的PLM1000型破碎机，其技术特征表如下 破碎机技术特征表 序号 技术指标 技术参数 1 型号 PLM1000 2 功率 110KW 3 破碎能力 1000t/h 4 电压 660/1140V 5 破碎形式 锤式 6 破碎传动方式 电机减速器锤轴总成 7 可破碎物料硬度 f≤4 8 最大入料尺寸 800700mm（长度不限） 9 最大出料粒度 300mm （七） 乳化液泵站 乳化液泵选用南京六合煤矿机械有限公司生产的BRW200/31.5型乳化液泵站，属卧式五柱塞往复泵。技术特征表如下 乳化液泵站技术特征表 序号 技术指标 技术参数 1 额定流量 200L/ｍin 2 额定压力 31.5Mpa 3 工作容量 1500L 4 电机功率 125KW 5 电机电压 660/1140ｖ （八） 开关 开关选用中国电光防爆电器有限公司生产的井下1140V、660V双速开关QJZ315/1140（660）S型、QJZ400/1140（660）S型开关，其技术特征表如下 QJZ315/1140（660）S型开关技术特征表 序号 技术指标 技术参数 1 工作电压 1140（660）V/50Hz 2 额定电流（A） 315 QJZ400/1140（660）S型开关技术特征表 序号 技术指标 技术参数 1 工作电压 1140（660）V/50Hz 2 额定电流（A） 400 （九） 移动变压器 工作面及运顺选用通化变压器制造有限公司生产的KBSGZY-1000/6型1台，KBSGZY-2000/6型1台, 南京大全变压器制造有限公司生产的KBSGZY-630型1台,将6KV变为1140V电压供给采煤机、工作面运输机、破碎机、转载机，乳化液泵站、喷雾泵，第二部皮带、照明集控；运顺第一部皮带机头处选用盐城变压器制造有限公司生产KBSGZY-630型1台，供第一部DSJ160*2皮带及工作面两顺槽660v用电负荷。变压器两侧配备相关公司生产的高、低压开关。 （十）顺槽胶带运输机 输送带型号为DSJ100/80/2*160,采用自移机尾系统，其技术特征表如下 胶带运输机技术特征表 序 号 技术指标 技术参数 1 总功率 2*160kw 2 运输能力 800t/h 3 运输长度 1000m 4 带 速 1.25m/s 5 带 宽 1.0m 6 电机型号 YBS-160 7 电 压 660v 8 功 率 320kw 9 转 速 1475r/min 第三章 顶板管理 一、顶板管理的方法 工作面采空区采用全部垮落法管理顶板，顶板控制采用放顶煤液压支架支护顶板，两巷采用单体液压支柱配合π型长钢梁或HDJA-1200交接顶梁加强支护。 二、支护说明 1、支架强度验算 1107综采工作面安装ZF6400/17/32型液压支架101架（其中基本支架95架，端头支架6架〈ZF6400/17/32H〉），选用ZF6400/17/32型液压支架的初撑力为5232KN（P31.5MPa），工作阻力为6400KN（P39.8MPa）,基本支架设计支护强度G0.860.92MPa，过渡支架设计支护强度G0.76MPa，支护强度验算取G0.76MPa。 支架支护强度验算 P----支架支护强度 KN/m2 M----采高 m（3.0） r----围岩容重 t/m3（2.7） a----煤层倾角 （5。） k-----采高系数 （8） pk* g* r* M* cosa89.83.02.8cos50≈633（KN/m2）0.66MPa＜G 故支架支护强度满足要求 2、工作面控顶距 工作面最大控顶距为5080mm，最小控顶距为4480mm；放顶步距600mm。见附图2. 3、支架支护顶板的基本要求 割煤后，及时移架、支护新暴露的顶板，减少顶板暴露面积，以防造成片帮、漏顶、冒顶事故。支架的初撑供液压力≥24MPa，支架顶梁要与顶板呈面接触。 所用支架为本架操作，在移架时两相邻支架首先升上劲，再移本架。支架端面距大于300 mm要及时移超前架或打出护帮板,确保支护质量和控顶效果。降架时，掌握好降架高度（降架≤100mm），做到少降快移，严禁多降慢移。 顶板破碎、端面距大于1000mm时，用半圆木或11工字钢架设在支架前梁上进行超前过棚（每架2根）护顶，接顶使用阻燃性材料。 4、端头和出口支护 工作面上下出口必须安全畅通，高度不低于1.8m，行人宽度不小于1.0m。工作面上下端头均采用ZFG6400/17/32H型过渡支架3架，（1号、2号、3号、99号、100号、101号）支护顶板。 工作面端头支护基本支设3m长π梁配DZ－28型或DZ－3.15型液压单体走向架棚，一梁三柱。 1号架下侧支设跨工作面前、后部运输机头一排长钢梁走向架棚，向前超前煤壁扶至破碎机，向后扶至切顶线，距支架0.2m间隙；在转载机下方扶两排π型梁走向架棚，棚间距不小于1.6m；在转载机下侧走向架棚距转载机间距大于0.2m,均向老塘侧扶至转载机尾切顶线处，同时在两排走向架棚之间扶一排加固走向棚，自切顶线向外扶3m走向架棚支护，采用HDJA-1200型金属铰接梁配DZ－28型或DZ－3.15型液压单体“T”型支护，铰接梁头朝向煤壁，梁尾部在老塘侧，铰接梁头尾必须相连；或者采用π型长钢梁和液压单体支护，一梁三柱。 工作面上端头在巷道上、下帮扶两排走向架棚，均向老塘侧扶至工作面后部运输机尾切顶线处，向煤壁侧和超前支护相搭接，101号架上侧的走向架棚与支架间距大于0.2m 。两排走向架棚之间扶一排加固走向棚，向前自煤壁向外5m，向后扶至切顶线。 在煤机割到端头时，提前对1号架下方、101号架上方的架棚改支柱，不得提前拆除超前支护，确保支护架棚对上、下端头工作面前、后部运输机头尾的有效支护。 上下端头巷尾老塘侧切顶线处扶单排切顶丛柱，支柱间距不大于0.5m，并在靠近切顶支柱旁支设一排戗柱。所有棚子的钢梁与顶板要接实、接平，可以用背板、半圆木、旧道板等进行衬垫。单体采用DZ－28型或DZ－3.15型，支柱初撑力不低于90KN，当单体钻底量大于100mm时，单体要垫木鞋或改穿钢化塑料鞋。戗柱或戗棚支柱的扎角为30～50m。 当1号架下方距离巷道无支护大于0.5m时，端头的π型长钢梁棚改为交替迈步式，挪移步距为0.61.2m。 5、上、下顺槽超前支护 上顺槽、下顺槽支设双排超前支护，自煤壁向外不小于30m距离，人行道高度不低于1.8m，行人宽度不小于0.8m；超前支护采用单体液压支柱配合π型长钢梁走向架棚支设，一梁三柱。运输顺槽上帮的超前支护与转载机外帮相距不小于0.2m，运输顺槽下帮的超前支护，距离下帮1.0m；转载机里帮沿工作面煤壁向外扶至破碎机。回风顺槽上帮的一排超前支护距帮0.8m，下帮支护距帮0.8 m；如上下顺槽矿压显现增大，要在切顶线位置增设特殊支护，并在巷道受压较大处加强支护，并另行补充专项安全技术措施。巷道超高地段要用半圆木、道木接实顶板，保证支柱支护高度不超过单体活柱行程。单体采用DZ－28型或DZ－3.15型，初撑力不低于50KN，当单体钻底量大于100mm时，单体要垫木鞋或改穿钢化塑料鞋。所有单体三用阀卸液口朝向采空区。单体要拴防倒绳，使用2ˊ的钢丝绳，拴在单体锁把处。“π”型长钢梁并在单体的柱帽处用8铁丝双股绑扎牢固与顶部的锚网梁联好。两道超前30m范围内不得存放备用材料、配件或设备。详见附图1. 6、上下顺槽隅角放顶管理 工作面上、下隅角放顶采用人工回料，必要时配合机械回料；放顶时，坚持先放顶后移架原则，放顶步距不得超过1.2m。每天三班安排专人对上下端头的顶、帮超前退锚，退锚超前距不得大于放顶线1.0m。严禁不退锚，同时加强顶板管理。 上、下隅角悬顶面积超过25 m2，在瓦斯浓度不超限时，采取用尼龙袋装煤、矸打密闭墙进行处理；在瓦斯浓度既超限又不能强制放顶时，以及在初次放顶期间，要在上下隅角放顶线处打木垛或密集丛柱，加强支护，木垛用料1.50.20.2m3。木垛要垂直于顶底板支设，四角成线，与顶底板接实，木垛不得打在浮煤或浮矸上，并且用木楔刹紧。上下顺槽采空区顶板冒落不充分时，要沿切顶线内侧打双排切顶柱和戗柱，并根据现场情况增补密集丛柱，支柱迎山有力；退锚工在锚杆锚索拆除后，对金属网每隔4m剪开一个200mm隔离带，加快顶板垮落。 7、备用支护材料及存放 为维持正常生产，回风顺槽必须备有一定数量的常用支护材料 名称 规格mm 数量 名称 规格mm 数量） 半圆木 Φ2002000 50根 π型 长钢梁 3000 30（根） 方木 2002001500 50（块） 单体液压支柱 DZ－3.15 DZ－28 60（根） 材料存放在100m外的安全地带，靠一帮码放整齐且不超过巷道宽度的三分之一，不得影响通风、行人和运输。备用材料的数量在特殊需要时可适当增加。 第四章 煤质管理 1.回采时严禁割底或割煤层顶板，根据煤层变化及时调整采高。遇断层时，煤层变薄，尽可能降低采高。并在工作面下出口设人拣矸，矸石堆放巷下帮，摆放整齐，或置入老塘，不得进入煤流。 2.支架工移架应遵循少降快移的原则，及时移架，及时护顶，减少漏矸。 3.加强断层处顶板管理，防止漏、冒顶事故，顶板掉落的矸石及时置入老塘。 4.控制好顶板水，按规定防尘喷雾。严禁工作面无节制用水，严禁运输机上喷雾水造成水炭，做到停机必停水。 5.采煤机、运输机停止运转及时关闭电机冷却水和喷雾防尘水。 6.工作面回采时，运回顺均设水仓，建立完整的排水系统。 7.严禁将清理的杂物混入煤流，已混入的及时拣出。 8.工区对煤质加强管理，支部书记主抓，当班安全验收员负责现场的煤质管理、监督、考核工作。 9.放顶煤时，坚持见煤就放，见矸就停的原则，控制放煤速度，减少矸石放入量，保证煤炭质量。 第五章 供电系统 1107工作面供电电源，一路从938变电所G-8板引入，另一路从井底中央变电所C-13板引入，两路电源电压均为6KV。深入到1107工作面顺槽，向移动变电站供电。 该工作面总装机容量为3580.4KW。共安装5台移变（三台移变型号为KBSGZY-630/6，一台移变型号为KBSGZY-1000/6，一台移变型号为KBSGZY-2000/6）编号为3、4、5移变，二次电压为1140V。 1移变容量为630KVA，二次电压为660V，安装在一部机头处。所带负荷为一部皮带2160KW，无极绳110KW。回顺绞车、水泵等负荷，以及运顺前800米的绞车、水泵等负荷。共计负荷容量为537KW； 2移变容量为630KVA，二次电压为660V，安装在二部皮带机头处，所带负荷为第二部皮带（容量为2160KW）及运顺二部皮带向里所需660V负荷。供电11.4KW绞车，水泵，回柱机。共计负荷容量366.4KW； 3移变容量为1000KVA，二次电压为1140V，安装在工作面顺槽，距离工作面切眼100米处。所带负荷为采煤机，型号为MG300/700，计700KW，乳化泵200KW。共计负荷容量为900KW； 4移变容量为2000KVA，二次电压为1140V，安装在工作面顺槽，距离工作面切眼100米处。所带负荷为后部溜子电机2400KW，计800KW，前部溜子电机2200KW,计400KW，及乳化泵200KW。共计负荷容量为1400KW； 5移变容量为630KVA，二次电压为1140V，安装在工作面顺槽，距离工作面切眼100米处。所带负荷为一部转载机200KW，破碎机一台，容量为132KW,灭火机45KW。共计负荷容量为377KW。（详见附图-3，附图-4） 一、1140V供电负荷统计 编号 设备名称 电动机额定容量（kw） 电动机额定电压（v） 电动机额定电流（A） 1 后溜子头 400 1140 256 2 后溜子尾 400 1140 256 3 前溜子头 200 1140 128 4 前溜子尾 200 1140 128 3 转载机 200 1140 128 4 乳化泵 200 1140 128 6 破碎机 132 1140 84.5 7 乳化泵 200 1140 128 8 灭火机 45 1140 29 9 采煤机 700 1140 448 合 计 2677KW 二、660V供电负荷统计 编号 设备名称 电动机额定容量（kw） 电动机额定电压（v） 电动机额定电流（A） 1 第一皮带机 160*2 660 184*2 2 第二皮带机 160*2 660 184*2 3 无极绳绞车 110 660 126.5 4 调度绞车 25 660 28.75 5 回柱绞车 37 660 42.25 6 回柱机 20 660 23 7 绞车 11.4 660 13.11 8 水泵 15*4 660 17.25*3 合 计 903.4KW 一、1移变容量选择 1、1移变所带负荷为537KW，包括一部皮带2160KW，无极绳110KW。回顺绞车、水泵等负荷，以及运顺前800米的绞车、水泵等负荷。 1 需用系数计算 KX0.40.6160/5370.58 2 变压器容量计算 SBj0.58537/0.7445KVA 选择一台容量为630KVA，电压等级为660V的移变 2、电缆换算长度 d1点L111010m d2点L22505255m d3点L30.53200.7350.731021.55m d4点L4400514003.01101835.1m d5点L5108003.0110840.1m 3、 短路电流值计算 Id128239A Id222363A Id327580A Id42403A Id52868A 4、算过负载电流值 Iz1.15537617A 5、1移变低压侧馈电开关速切整定计算（KBZ-630/660） IzIqeKx∑Ie1601.1563711.43011016025151.151104446.661550.66A 6、灵敏度校验 K2363/1550.661.52 7、1馈电开关KBZ-200（安装在运顺） （1）1馈电开关速切整定 Iz11.152561.1515189.75 取200A （2）1开关过流定值 Iz11.154046A 取50A （3）灵敏度校验 K11370/2006.8 8、2馈电开关KBZ-200（安装在回顺） 1 2馈电开关速切整定 Iz21.153761.1541.4303A 取300A 2 2开关过流定值 Iz2’1.1578.490A 3 灵敏度校验 K2674/3002.24 二、2移变容量选择 1、2移变所带负荷为366.4KW，包括二部皮带（容量为2160KW）及运顺二部皮带向里所需660V负荷。供电11.4KW绞车，水泵，回柱。 1 需用系数计算 KX0.40.6160/366.40.66 2 变压器容量计算 SBj0.66366.4/0.7345KVA 选择一台容量为630KVA，电压等级为660V的移变 2、电缆换算长度 d6点L60.532010.6m d7点L70.53200.7350.731021.55m d8点L80.53206003.0110640.7m 3、 查短路电流值 Id628239A Id727580A Id821123A 4、 过负荷电流整定 Iz6300.7441A 5、2移变低压侧馈电开关速切整定计算（KBZ-630/660） Iz36301890 取3档 6、灵敏度校验 K7580/18904 7、3馈电开关KBZ-200（安装第二部皮带机头处） （1）3馈电开关速切整定 Iz31.152061.1526.4168.36 取200A （2）1开关过流定值 Iz11.1546.453.36A 取60A （3）灵敏度校验 K11708/2008.5 三、3移变容量选择 1、3移变所带负荷为采煤机，型号为MG300/700，计700KW，乳化泵200KW 1 需用系数计算 KX0.40.6400/9000.67 2变压器容量计算 SBj0.67900/0.7861KVA 选择一台容量为1000KVA，电压等级为1140V的移变 2、电缆换算长度 d9点L90.53601.37431.85.4838m 取40米 d10点L104100.53217.3m 取220米 3、查短路电流值 Id925980A Id1023863A 4、3移变低压侧KBZ-630/1140馈电开关过流整定 Iz0.64900576A 5、3移变低压侧馈电开关速切整定计算（KBZ-630/1140），采煤机适时启动 IzIqeKx∑Ie4000.6463002000.6415363201856A，取2500A 6、灵敏度校验 K3863/25001.5 7、3移变高压侧断路器KBG-200/10 6KV过流整定 Iz1.2*576/5138A 取140A 8、3移变高压侧断路器KBG-200/10 6KV速切整定 Iz1.2*2500/5600A 取600A n600/2003 取n3 四、4移变容量选择 1、4移变所带负荷为后部溜子电机2400KW，计800KW，前部溜子电机2200KW,计400KW，及乳化泵200KW,共计1400KW 1 需用系数计算 KX0.40.6400/14000.57 3 变压器容量计算 SBj0.571400/0.71140KVA 选择一台容量为2000KVA，电压等级为1140V的移变 2、计算两相短路电流 Id112Ue/2 其中∑RR1/Kb2RbR2 （1） 1 d11点高压电缆1700m电阻值计算 R10.3061.70.5 2变压器电阻值Rb0.0374 3低压电缆电阻70mm2,350m;95mm2,60m计算 R20.2470.060.3460.350.13 d11点回路总电阻∑R110.5/250.03740.130.18 4d11点高压电缆1700m70mm2电抗值计算 X10.0611.70.1 5变压器电抗值Xb0.0475 6系统电抗值Xx0.0144 7低压电缆70mm2,350m;95mm2,60m电抗计算 X20.0750.060.0780.350.03 d11点回路总电抗∑X110.01440.1/250.04750.030.09 d11点回路总阻抗∑Z0.18 Id112 1200/20.183333A （2） 1d12点高压电缆1700m电阻值计算 R10.3061.70.52 2变压器电阻值Rb0.0374 3低压电缆电阻计算 R20.2470.410.1 d12点回路总电阻∑R120.522/250.03740.10.14 4d12点高压电缆1700m电抗值计算 X10.061.70.1 5变压器电抗值Xb0.0475 6系统电抗值Xx0.0144 7低压电缆电抗计算 X20.0750.410.03 d12点回路总电抗∑X120.01440.1/250.04750.030.096 d12点回路总阻抗∑Z0.17 Id122 1200/20.173530A 3、4移变低压侧过负载电流值整定 Iz0.641400896A，取90