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1、44附图5：13042工作面供电系统示意图 45前 言根据河南省中南煤炭工程设计有限公司编制的郑州市昌隆煤业有限公司技术改造初步设计修改。郑州市煤炭工业局组织专家组对该初步设计进行了评审并作了批复。该矿为低瓦斯矿井。为确保矿井采面正常接替，准备对13042上下付巷及切巷进行掘进。 一、设计编制的依据 1、郑州市昌隆煤业有限公司技术改造初步设计修改 2、有关实测图纸及技术文件、资料和采掘现状等。二、设计编制的指导思想1、设计体现“以人为本”全面认真贯彻执行“安全第一，预防为主”的方针、法律、法规、规范和标准，提高安全装备标准，增强防灾抗灾能力。2、体现技术管理规范的特点：合理布置，利于安全管理。

2、三、设计的主要特点及主要技术经济指标1、设计的主要特点做好13042工作面开采顶板管理和支护材料选择，提高工程管理水平；加强工作面通风管理、探放水管理和设备管理。2、主要技术经济指标井巷工程总长度 520m；井巷工程总体积 2808m3；万吨掘进率 89.4m/万吨；工期 3个月；地质储量： 4.65万t；可采储量： 4.04万t；工作面生产能力 8000t/月；服务年限 5个月；13062工作面工程布置设计一、工作面概况1、 13062工作面位于13采区中部，上部为13022工作面。13采区位于井田东南部，采区地质条件复杂，煤层倾角比较大（平均坡度25），煤层厚度变化大，给开采带来一定的难度

3、。13采区轨道上山与运输上山方位为130，工作面沿走向布置，方位为75。13042工作面开采二1煤层，平均煤厚2.5米。该工作面地面标高+275.3+290.5米，工作面标高190-+249.7米。13042工作面设计走向长225米，倾斜长55米，可采储量4.04万吨。13采区采、掘、机、运、通各大系统于2010年7月形成，安全设施及设备做到同时设计、同时施工,同时投入使用。13采区通讯联络系统、压风自救系统、洒水降尘系统、检测监控系统、人员定位系统五大系统也同时安装并投入使用。首采13010工作面于2011年7月开始生产。13采区工作面接替顺序为：1304213062130822、煤层赋存状

4、况及煤层特征该工作面煤层厚度变化大，工作面下部较厚，上侧煤层薄。所采二1煤层呈灰色粉末状，半光亮型，原生构造受滑动构造的影响而遭受破坏，层理不清，强度较低，煤层结构简单。 3、构造地质条件（特征）矿井区域内地温梯度约为0.222.62C/100m，平均1.23C/100m，地温、地压均无异常。4、水文地质条件及涌水量由郑州市昌隆煤业有限公司水文地质资料得知，由于受嵩簯滑动构造影响，二1煤顶板大都被破碎带取代，矿井充水水源主要以底板水为主；二1煤层底板太原组上段灰岩含水层为灰岩裂隙水，本矿水文地质类型属二类一型，即以顶板为主的裂隙充水矿床类型，水文地质条件简单。矿井设计正常涌水量15m3/h；最

5、大涌水量30m3/h；实际矿井正常涌水量3m3/h；最大涌水量6m3/h。5、工作面瓦斯情况煤层瓦斯：该矿为低瓦斯矿井，该工作面位于190-+249.7水平属浅部开采，根据13010工作面开采期间工作面绝对瓦斯涌出量为0.41m3/min 。由此预计13042工作面回采期间绝对瓦斯涌出量为0.4 m3/min 。本矿井二1煤层属于类，不易自燃煤层。煤尘有爆炸性危险性。 6、采煤方法13042工作面设计采用DZ22-30/100型单体柱配合2.4m长型钢梁支护支护顶板，人工机械打眼、放炮落煤，走向长壁后退式采煤法，全部陷落法管理顶板，排距1m，柱距0.5m。7、采面储量及服务年限13062工作面

6、走向长230米，可采长度210m，倾斜平均60m，煤层平均厚度2.5m。圈定地质储量：230602.51.354.65万t；运输上山煤柱：201.350.405万t；（4.650.405）954.04万t。工作面服务年限：工作面生产能力为0.8万t/月，服务年限为4个月。8、掘进巷道布置13042上付巷布置在13采区中部，开口点坐标x=3813818，Y=38429281，标高+218.01，走向750、坡度沿底板掘进，设计长度2230米.该巷道担负13042工作面的回风和行人等任务。 13042下付巷开口坐标x= 3813838，Y=38429236，标高+208.67。走向750沿底板掘进

7、，设计长2300m.该巷道担负13042工作面的运输、进风和行人等任务。9、巷道掘进方式及掘进巷道支护形式工作面巷道掘进方式为手镐落煤，巷道断面根据通风、运输、行人等要求确定，上、下付巷采用1.72.5工字钢单棚支护，棚距0.5米，下叉3.2米，中高2.2米，断面5.4m2，每棚配不小于5cm椽子顶8根、邦9根，阻燃网、荆芭背顶背帮。10、回采工作面支护设计工作面顶板控制设计从“支、护、稳”三方面考虑，即采场支架对顶板应能支得起、护得好、稳得住。选定工作面支护方式为：型钢梁配合单体液压支柱支护，最大控顶距3.2米，最小控顶距2.4米，棚距0.6米，步距1米。1 采面支护根据采场支护设计的要求，

8、本工作面采用最大采高2.2米单体液压支柱配2.4米型钢梁对棚支护，其支护形式为型钢梁大垮度矩形断面支护，每对棚5柱，即主梁一梁三柱，付梁一梁二柱，棚距（中中）0.6米，最大控顶距梁端保持0.1米，便于采煤，放煤及运输机管理。工作面上下安全出口支护 上下安全出口长3米，宽1米，高1.8米，均采用6对12根3.2米型钢梁配合单体液压支柱支护，一梁三柱成对使用，每对棚距0.5米，支柱初撑力达90KN，工作面运输机头、机尾分别于运输巷，运输巷搭妆处，分别架设一对3.2米型钢梁抬住，运料巷下邦、运输巷上邦梁头，随工作面推进交替迈步前移。 工作面上下付巷超前支护： 使用2.4米型钢梁配合单体液压支柱支护长

9、度不小于20米，距煤壁10米范围内打双排柱1020米范围内打单排柱，梁与梁对接，高度不低于2米，行人道宽度不小于0.7米，支柱初撑力不小于90KN。 附工作面支架布置图 三、工作面回采工艺及顶板支护设计（一）、回采工艺过程：工艺过程：注水移镏子打眼、装药放炮装煤、运煤移主梁攉煤、站柱移副梁采空区处理。（二）、工作面支护设计1、煤层顶底板岩性及分类（1）煤层顶、底板岩性（见地质说明书）（2）顶底板结构老底直接底伪底煤层伪顶直接顶老顶（3）顶板分类 直接顶为砂质泥岩，厚度为3-5m。老顶为细粒砂岩，厚度4.5m。初次垮落步距为13m，老顶初次来压步距为20m，周期来压步距为13m，属二类中等较稳定

10、顶板。本工作面沿底回采，底板比压6MPa，属二类中等较稳定底板。2、采场控制设计该工作面顶板控制设计从“支、护、稳”三方面考虑设计。（1）“支”：就是要求支架在期工作过程中能够支撑住顶板所施加的压力。在直接顶初次垮落、老顶初次来压及周期来压期间支柱所受压力比平时大的多。因此，支护强度设计从这三个时期计算取最大值。A、直接顶初次垮落期间直接顶初次跨落期间要把直接顶安全地切在采空区，在此期间支架至少应承担起直接顶初次垮落步距一半的重量，合理的支护强度为：P1=MALAYA/2L小 =（5132.5）/（22.4）=33.85t/m2式中：P1支架支护强度 t/m2 MA -直接顶厚度 5m YA

11、-直接顶平均容重 2.5t/m3 LA -直接顶初次垮落步距 13m L小 -最小控顶距 2.4mB、老顶初次来压期间要求支柱在不被压死的情况下，P2能承担起老顶重量的1/4及全部直接顶的作用力。P2=A+MBYBCB/kt/L小=（52.5）+（4.520）/4/2.4=（12.5+225）/9.6=24.74（t/m2）P2 -支架支护强度 t/m2 A -直接顶重量 tMB -老顶厚度 4.5m YB -老顶容重 2.5t/m3 kt -岩重分配系数 kt=4 L小 -最小控顶距 2.4m CB -老顶初次来压步距 20m C、周期来压期间在此期间，要求支架承担起直接顶，并能承担部分老顶

12、的作用力，以减缓老顶的来压速度，合理的支护强度为：P3=A+MCYCCC/ktL小 =（513）/（42.4） =16.53（t/m2）P3 -支架支护强度 t/m2 A -直接顶重量 t Mc -老顶厚度 4.5m YC-老顶容重 2.5t/m3 CC -老顶周期来压步距 13mD、按经验公式计算按照经验，支护强度为采高岩重的68倍。P4=8M=81.81.38=19.87 t/m2M-采高煤重 吨取以上最大值，合理的支护强度应为：P=P1=33.85t/m2E、支护密度按该工作面棚距为0.6m，每棚站柱5根，则，支护密度为：N实=5/（L棚L柱） =5/（0.63.4） =2.45（根/m

13、2）N实 -实际支护密度 根/m2 L棚 -实际棚距 0.6m L柱 -最大控顶距 3.4mN设=Pmax/F0=33.85/24=1.41根/m2 式中：N设 -支护强度必须的支护密度 Pmax -计算取的最大支护强度 F0 -支柱工作阻力，取额定工作阻力的80%为24t/根经计算：N实=2.45根/m2N设=1.41根/m2，故取支柱棚距为0.6m，每棚站柱5根，合乎要求。（2）“护”：包括护帮顶和护底a、护帮顶：根据回采工艺要求，顶板、煤墙、老塘实行全封闭，保证不漏顶、不片帮、不窜矸。要求所选用棚距能满足不因竹笆和椽子的强度不足而引起局部冒顶，竹笆和椽子的强度能托住两棚间松散岩体的重量。

14、打帮顶时竹笆要搭接合理，椽子摆放均匀。根据理论和材料供应的材质，选0.6m的棚距（中中）对棚架设，可以满足护顶的要求。b、护底护底要求支柱对底板的压强小于底板的比压。否则，支柱要穿柱鞋。为保证工作面支柱的初撑力,底板松软地段支柱下站大木鞋（木鞋规格为:400mm160mm60mm）。 （3）“稳”的准则要求支架具有抵抗来自层面方向推力的能力，为防止复合顶板推垮冒顶事故的发生，须提高支柱的初撑力，控制复合顶板的初期离层，增大软硬岩层间的摩擦力。P初 =hr（cos+sin/f）/G实P初 -支柱初撑力 KN/根h-复合岩层厚度 根据跨落高度取2.5m r-复合岩层密度 2.0t/m -煤层倾角

15、12 G实-支护密度 2.45根/ m2 f-软硬岩层之间摩擦系数 取0.5则：P初=2.52.0（cos12+sin12）/0.5/2.45 =2.844t/ m2= 27.87KN中排单体柱初撑力保证在55KN以上，煤墙及老塘侧单体柱初撑力保证在30KN以上足以防止推垮型冒顶事故的发生。四、运输、电源、水源1、运煤路线13042工作面（溜子）13042下付巷（溜子、皮带）13采区运输巷一部皮带巷煤仓主井提升平面煤场。2、运料路线 设备、平地料场副井口装车副井东大巷轨道上山轨道联巷13轨道上山13车场13042上付巷工作面。3、供电电源有双回路专用供电电源，两趟660V电源线路，供电可靠。4

16、、设备选型计算13042下付巷长度230米，对该工作面设备进行选型设计。1）、胶带机选型1、设计依据设计生产能力 15万t/a输送长度 L = 60m上山倾角 = +3工作制度 330d/a，16h/d运输任务 担负回采工作面运煤煤的散集容重 0.95t m3煤在胶带上的堆积角 = 30煤的最大块度 max=150mm（大部分接近面煤）设计生产率 A=50t/h初选用SD-44P型胶带输送机,其参数：带速1.6m/s，胶带宽度650mm，配DSB-18.5型防爆电动机1台，功率18.5KW，电压660V。2、胶带宽度 =50/（4581.60.950.82） =0.512mm设计运输生产率，2

17、15t/h；货载散集容重，0.95t/m3；输送机倾角系数，c=0.82；货载断面系数，煤堆积角 = 30时，槽形断面k=458；带速，1.6m/s。带宽除满足运输生产能力要求外，还需按物料块度进行校核。对原煤胶带宽度校核=2215+220=650mm选用胶带宽度B=650mm。3、胶带输送机传动滚筒驱动轴功率计算 No=（k1.Lh.v+K2QLh+0.00273QH）K3 已知：Lh=266m V=1.6m/sQ=150t/hH=43m 查表 K1=0.0165 K2=8.1710-5 K3=1.18No=（0.01652661.68.1710-5150266+0.0027343）1.18

18、=32.5（kw）4、胶带输送机电动机驱动功率计算 N=K.No/&=1.132.5/0.85=42.1KW5、胶带输送机选择根据以上计算，运输巷采用1台22KW防爆电机驱动的原有SD-44S型胶带输送机,其参数：设计运输生产率215t/h，带速1.6m/s，胶带宽度650mm，配DSB-18.5型防爆电动机1台，功率18.5KW，电压660V。胶带机铺设完成后，应检测运输设备及其铺设质量，使之符合相关规程、规范及行业规定的要求。6、运输能力验算A=B（KVC）2/（10001.25）=0.50（4581.630.980.9）2/（1000=173t/h年运输能力计算为：3301087=28.

19、7万t/a 330一年设计330天工作； 10每天10h净运输工作时间；87每小时平均运输能力，取173t/h的一半。富裕系数28.7/5=5.71.2，满足掘进运输要求。2）、顺槽刮板机输送选型设计年生产能力 15万t/a输送长度 L =80m倾角向上 = 1运输任务 担负采区运煤设计运输生产率 A=150t/h2、选择刮板机输送类型根据A=150t/h，顺槽选用SGB420/17T型刮板输送机。3有关技术特征：出厂长度：L=80米 运输能力：M=80t/h 刮板链速：v=0.86米/秒 刮板质量：q0=16.95公斤/米 电机功率：N=30KW 破断拉力：SP=320000N3、运行阻力、

20、牵引力和功率计算重段运行阻力q=A/3.6v=16.15kg/mWxh=（q0wo+qw）Lcos-（q0+q）Lsing=（16.950.4+16.15*0.7） 120cos3-（16.95+16.15）80sin39.8=12980.8N空段运行阻力Wk= q0gL（wocos+sin）=16.9580（0.4cos3+sin3） =5628.14N考虑曲线段阻力及弯曲段的附加阻力则总牵引力Wo=1.21（ Wk +Wxh）=1.21（5628.14+12980.8）=22515.6N电动机轴上的总功率计算N=WOv/1000*0.8（传动装置效率） =22515.60.86/800=2

21、2.51KW考虑20%的备用功率取电动机功率备用系数1.2 N=1.222.51=27KW电机功率不够，因此采用SGB420/30T型刮板输送机，双电机驱动。4、链子强度验算K=2*0.85Sp/Smax=20.85320000/33775.4=16.114.2 链子强度足够。顺槽选用一部SGB420/30T型刮板输送机。3）、切巷刮板机输送选型设计年生产能力 10万t/a倾角向下 = 16设计运输生产率 A=50t/h考虑切巷刮板输送机运行条件均优于顺槽刮板输送机运行条件，故切巷刮板输送机选型计算从略，直接选用一部SGB420/17T型刮板输送机。4）、电缆截面的选择根据矿井实际，向该工作面

22、供电的主井底变电所距回采工作面运输巷皮带机头285米，对于低压线路，一般按长时允许电流初选，按允许电压损失及机械强度校验。1、按长时允许电流选择电缆截面矿用橡套电缆载流量：其具体情况如表3-3所示。3-3 矿用橡套电缆载流量情况主芯截面（mm2）长期连续负荷允许载流量（A）3646168511335138501737021595260要求导线的长时允许电流小于线路的负荷电流。即：KIacIcaIac-空气温度为25度时，电缆允许载流量；K-环境温度修正系数，取1；Ica-用电设备持续工作电流（1）对于顺槽选用的胶带机额定功率为18.5KW，其额定电流为Ie=P/3Ucos其中P=18.5KWU

23、=660Vcos=0.85则Ie=18500/1.7326600.85=19.04A支线路的负荷电流Ica1=19.04A（2）对于顺槽选用的杂质泵额定功率为4KW，其额定电流为Ie=P/3Ucos其中P=15KW则Ie=4000/1.73260.85=4.11A支线路的负荷电流Ica2=4.11A（3）对于顺槽选用的单台刮板机额定功率为230KW，其额定电流为Ie=P/3Ucos其中P=80KW则Ie=80000/1.7320.85=82.33A支线路的负荷电流Ica3=82.33A（4）对于切巷选用的单台刮板机额定功率为40KW，其额定电流为Ie=P/3Ucos其中P=40KW则Ie=40

24、000/1.7320.85=41.17A支线路的负荷电流Ica4=41.17A干线路的额定负荷电流IcaZ1= Ica1 +Ica2+ Ica3+ Ica4=19.04+4.11+82.33+41.77=147.21A根据线路的负荷电流并考虑负荷增加等情况，总电源线路选用截面70mm2电缆;皮带机、杂质泵、单台刮板机之间选用截面70mm2电缆；刮板机电源分支线路的电缆选用截面25mm2电缆；皮带机、杂质泵电源分支线路的电缆均选用截面16mm2电缆。2、按电缆网路的电压损失校验电缆截面为保证用电设备的正常运行，电缆网路实际电压损失不应超过网路所允许的电压损失，即端电压不得小于额定电压的95%。为

25、此，应选用足够大的电缆截面，以使电压不得超过允许值。终端电压损失计算：U= PL*103UAU-电缆线路的电压损失，V；P-电缆所带负荷的有功功率计算值，KW；L、A-电缆的长度、截面面积，m、mm2；-电缆导体的电导率，m/.mm2；铜芯橡套电缆20时电导率为53m/.mm2；根据工作面的实际走向长度，考虑1.1系数，确定供电电缆的敷设长度。假定供电电源至胶带机机头的电缆长度L70=95m，胶带机机头至杂质泵的电缆长度L70=170m，杂质泵至刮板机机头的电缆长度L70=30米，刮板机机头至切巷刮板机机头的电缆长度L70=10m，电机至启动开关负荷线长度取10m。则U70= P1L*103

26、=102*95*103 =3.95V660*53*70U70= P2L*103 =84*170*103 =5.83VU70= P3L*103 = 80*30*103 =0.9VU70= P4L*103 = 40*80*103 =1.3VU25= P4L*103 = 40*10*103 =0.45V660*53*25按允许电压损失5%计算，其允许电压降U=6605%=33V取最远端最大负荷校验电压损失，根据计算的各段电缆的电压降之和为：U总=U70+U70+U70+U70+U25=3.95+5.83+0.9+1.3+0.45=12.43V33V符合供电要求。5）、低压开关的选择及整定1、低压开关选择井下动力线网中低压馈电开关选用矿用隔爆型真空馈电开关，启动器选用真空磁力起动器，所用开关的额定电压应不小于所在电网的额定电压，额定电流应不小于其所控制线路的最大长时工作电流。对于控制单台或两台电动机的开关，其最大长时工作电流可取电动机的额定电流。按照计算，支线路最大负荷电流Ica=41.17A，干线路的负荷电流Ica=158.6A，所以由变电所向采面供电的低压总馈电开关可选用额定电流为