郑州磴槽企业集团金岭煤业有限公司 《212402综采工作面作业规程》
目 录
第一章 概况 ·············································································· 1
第一节 工作面位置及井上下关系 ··········································· 1 第二节 煤层 ······································································ 1 第三节 煤层顶底板 ····························································· 2 第四节 地质构造 ································································ 3 第五节 水文地质 ································································ 3 第六节 影响回采的其他因素 ················································· 4 第七节 储量及服务年限 ······················································· 4 第二章 采煤方法 ········································································ 5
第一节 巷道布置 ································································ 5 第二节 采煤工艺 ································································ 5 第三节 设备配备 ································································ 7 第三章 顶板控制 ······································································ 10
第一节 支护设计 ······························································· 10 第二节 工作面顶板管理 ······················································ 12 第三节 工作面上、下安全出口与端头控制 ······························ 15 第四节 矿压观测 ······························································· 18 第四章 生产系统 ······································································ 18
第一节 运输 ····································································· 18 第二节 一通三防与安全监控 ················································ 21 第三节 排水 ····································································· 29 第四节 供电 ····································································· 29 第五节 通讯、照明系统 ······················································ 50 第六节 工业电视检测系统 ··················································· 51 第七节 人员定位系统 ························································· 51 第八节 供水、压风 ···························································· 51 第五章 劳动组织和主要技术经济指标 ············································ 53
第一节 劳动组织 ······························································· 53 第二节 主要技术经济指标 ··················································· 54 第六章 煤质管理 ······································································ 54 第七章 安全技术措施 ································································ 55
第一节 一般规定 ······························································· 55 第二节 顶板 ····································································· 56 第三节 爆破 ····································································· 73 第四节 “一通三防”管理措施 ············································· 73 第五节 运输 ····································································· 77 第六节 机电 ····································································· 80 第七节 防治水 ·································································· 97 第八节 其他 ····································································· 98 第九节 试运转、初采初放、收尾回撤管理措施 ······················ 103 第八章 灾害应急措施及避灾线路 ···············································105
第一节、矿井避灾原则 ······················································· 105 第二节 现场自救措施 ························································· 106 第三节 紧急避灾系统 ························································· 108 第四节 各种灾害避灾路线 ···················································· 110 第五节 附图 ······································································ 110
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第一章 概况
第一节 工作面位置及井上下关系
表1：工作面位置及井上下关系
水平名称 地面标高 地面的相对位置 回采对地面对设施的影响 一水平 +610～+650m 采面名称 工作面标高 212402 -18～+62m 地表位于山坡地段，无建筑物及农田。 对应地表为荒山地段，无农田、村庄建筑，故回面对地面无影响。 井下位置及四邻采掘情况 走向长度 212402回采工作面东起212402运煤下山，西至井田西边界。南部临21126工作面。布置在172302解放层工作面采空区之上。 上巷326m下巷405m； 倾斜长度 平均365m 106m 第二节 煤层
表2 ：煤层情况表
煤层厚度/m 开采煤层 平均4.2m 二1 煤层结构 煤种 单一 贫煤 煤层倾角/° 稳定程度 平均29° 比较稳定 212402段综采工作面所采煤层为二1煤，根据上、下巷掘进揭露煤厚和抽放巷钻探煤厚资料计算，该面煤厚2.2-6.1米，平均厚度为4.2m。该工作煤层情况描面煤层走向为东西，倾向为北，倾角为29°，沿走向底板起伏变化较大。 述 该工作面煤层赋存比较稳定，结构简单，层理、节理发育不明显，硬度（f）在1.0左右，对回采没有影响。 该工作面煤种为贫煤，发热量在5000卡/kg以上。
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第三节 煤层顶底板
表3：煤层顶底板情况表
顶、板板名称 基本顶 直接顶 伪顶 直接底 老底 岩石名称 砂质泥岩～细粒砂岩 粉砂岩 砂质泥岩 细中粒石英砂岩 粉砂岩，泥岩薄层 厚度 4～6.5m 5m 1.5m 5m 4.5～5m 特征 深灰色块状～灰色细粒结构主要成分为石英 灰色块状、具滑面 浅灰色块状 灰白色厚层状，细中粒石英岩，顶部具水层理含黄铁结合 灰色粉砂岩及泥岩互层，隔水 附图1：工作面综合柱状图
地层岩层名称砂质泥岩泥岩砂质泥岩分层厚度5.0柱状1：250岩性描述深灰色，断口平坦，参差状，含植物化石灰色，具滑面，含植物化石深灰色块状，具滑面灰色细粒结构，主要成分石英1.04.06.51.00.121.02.03.05.01.50.18--9.44二叠系山西组细粒砂岩砂质泥岩二2煤砂质泥岩砂岩砂质泥岩粉砂岩砂质泥岩二1煤细、中粒石英砂岩粉砂岩、泥岩薄层石灰岩泥岩炭灰岩系一7煤层粉砂岩砂质泥岩泥岩0.5--0.71.52.55.07.0--7.5灰黑色泥岩二2煤深灰色块状，具滑面灰色细粒砂岩深灰色块状，具滑面灰色块状，以石英为主，泥质胶结浅灰色块状黑色粉状，鳞片状，似金属光泽，半亮为主煤种，贫煤灰白色厚层状，细中粒石英岩，顶部具水平层理，含黄铁结核灰色粉砂岩及泥岩互层，是隔水层薄层灰岩灰黑色泥岩，中夹煤线0.1，下含菱铁结核深灰色厚层状，含燧石结核，小断层，裂隙发育，有少量裂隙水，稳定黑色块状，性硬、低灰高硫、高发热量，无烟煤4.65--5.05.04.5--5.01.22.0深灰色砂岩，薄层状，局部破碎深灰色块状，具滑面灰黑色泥岩，坚硬厚层状，中夹一6煤0.3--0.4
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第四节 地质构造
地质构造、断层、褶曲：该面整体为一单斜构造，煤层走向约78°，倾向168°。根据掘进巷道实际揭露情况分析该面无大型断裂构造。下巷中部有一褶皱构造，底板沿走向起伏变化大，预计该区段岩层倾角局部较大。
附图2：工作面上、下巷及切眼素描图
第五节 水文地质
一、工作面涌水量
在掘进过程中上、下巷无出水现象，该面现无水，回采过程中预计最大涌水量2～3m3/h，对工作面回采影响不大。
二、含水层
据地质报告，二1煤层顶板含水层为砂岩孔隙裂隙承压水，水文地质条件简单，底板太原组上段灰岩含水层属岩溶裂隙承压水，水文地质条件为简单。
主要含水层从下而上主要含水层有五层：
⑴寒武系灰岩含水层，由张夏组鲕状灰岩和崮山组白云质灰岩组成，厚度366.42m。
⑵太原组下段灰岩含水层，由L1~L4灰岩组成，厚度4.21~17.37m，平均8.92m。含岩溶裂隙承压水，井田之外有泉水出露，流量2.172~5.002L/s。本区揭露钻孔未见涌漏水现象。
⑶太原组上段灰岩含水层，由L6~L8灰岩组成，厚度6.34~18.96m，平均9.84m。含岩溶裂隙承压水，裂隙、岩溶发育极不均一，本区揭露钻孔未见涌漏水现象。
⑷二1煤顶部砂岩含水层，由二1煤顶部香炭砂岩段和大占砂岩段中、粗粒砂岩组成，一般厚度16m，富水性差。
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⑸第四系含水层：以残坡积碎石和冲积洪积砂砾石层为主，厚度0.00~17.07m，富水性差。
第六节 影响回采的其他因素
表4：煤层情况表
瓦斯 二氧化碳 煤尘爆炸指数 煤的自然倾斜性 地温危害 二1煤开采过解放层后，预计采面绝对瓦斯涌出量为2.4 (m3.min-1)， / 爆炸指数20% 等级Ⅲ 23° 第七节 储量及服务年限
一、储量 1、工业储量
工作面（一期）平均可采走向为365m，斜长106m，平均煤层厚度4.2m，，密度1.39t/m3，则工业储量为：
Q＝可采走向3倾斜长度3煤层厚度3煤层密度 ＝（365310334.231.39）=225872t 2、可采储量
Q＝可采走向3倾斜长度3煤层厚度3煤层密度3回采率 ＝（365310634.231.39395％）=214578t 二、工作面服务年限
工作面服务年限＝可采推进长度/月推进度＝365/54＝6.7（个月）
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第二章 采煤方法
第一节 巷道布置
212402综采工作面采用走向长壁后退式综采放顶煤采煤方法，工作面按走向长壁布置，该工作面位于矿西翼采区，上、下巷均沿煤层底板走向布置，切眼沿煤层底板倾向布置。
1、上巷：2.4m（梁口）32.8m（棚腿）单棚工字钢，下宽4.3m，净高2.4m，棚距0.55m，断面面积8.0㎡，沿煤层走向布置，沿煤层底板掘进，垮空掘进与采空区之间不留煤柱。上巷为回风巷，主要担负物料、设备、配件运输和工作面回风任务。
2、下巷：36u型钢支护，下宽4.1m，净高3.0m，棚距0.6m，断面面积11.6㎡。沿煤层走向布置，沿煤层底板掘进，巷道处于被解放区域范围内，主要担负运煤、进风等任务。
3、开切眼：切眼初始断面为4.5㎡，π型梁配2.6m单体支柱，一梁两柱，工作面安装液压支架前将断面扩大至13㎡，以满足安装需要。
附图3：巷道平面布置图
第二节 采煤工艺
一、采煤工艺
212402综采工作面采用走向长壁后退式综采放顶煤采煤方法回采，工作面使用 ZF3600/16/24型液压支架支护；使用MG170/410-WD型双滚筒采煤机割、装煤；工作面前、后部各安装一台SGZ630/264型刮板运输机分别运输采煤机落煤与放顶落煤；顶煤通过支架尾梁插板伸缩摆动自落装煤。采用斜切进刀，双向割煤，往返两刀。设计采煤机截割高度2.0m，截深0.6m，放煤步距0.6m，采放比1：1.1，全部垮落法管理顶板。
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二、回采工艺 1、进刀方式
采煤机采用斜切进刀双向割煤，进刀深度0.6m。具体进刀工艺如下： （1）采煤机割透端头后返机斜切进刀；
（2）采煤机进刀完毕后，推直溜，返机割三角煤。 （3）割完三角煤后，采煤机正常割煤； （4）跟机推溜、拉架采煤机进入正常工作状态；
附图4：采煤机进刀方式示意图
2、落煤方式
（1）采用MG170/410-WD型双滚筒电牵引采煤机，上滚筒割底煤，下滚筒割顶煤，滚筒自旋其截齿将煤体破碎，割煤截深0.6m。
（2）放顶煤使用支架尾梁插板伸缩摆动使顶煤自落，插板破碎大块煤碳，防止堵塞放煤口。
3、装、运煤
（1）采煤机滚筒螺旋叶片和前部输送机前移铲煤板装运底煤，后部输送机装运放落的顶煤，前后两部输送机平行运煤，集中到下巷转载机、皮带机运出工作面。
（2）人工将上、下端头浮煤攉至前部输送机上运出。 4、临时护顶
采煤机割煤期间，采用支架伸缩梁进行追机及时护顶。 5、推前部输送机
根据进刀方式推移前部输送机，在煤机过后依次进行，一般滞后煤机5-8架（7.5-12m），推移弯曲段不得小于5-8架（7.5-12m），推移步距0.6m。
6、移架
采用由下而上拉架支护方式，先降后移、少降快拉、带压移架的方式支护顶板。移架滞后采煤机后滚筒5～8架追机作业。顶板破碎时可超前移架，及时护顶，移架步距0.6m。
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7、放煤
（1）放煤方式：放煤采用本架操作，由顶板压力、支架反复支撑、尾梁上下摆动、插板来回伸缩等综合方式放煤，放煤步距0.6m。
（2）放煤组织：放煤采用从上往下两轮循环放煤，第一轮初放，要求速度快，第二轮细放，把煤放净，见群矸停放，及时将后尾梁升起推出插板。
8、拉后部输送机
拉后部输送机由下向上顺序进行，且滞后放煤口15～20m进行，机头机尾拉移时应开空输送机，在停机状态下拉移，拉到位后方可开机。
9、工艺流程
采煤机斜切进刀→返机割上部三角煤→正常割煤→跟机推溜移架→放煤→拉移后部运输机→完成一个割煤循环。
工作面完成一个割煤、推溜、移架、放顶煤、拉后溜为一个循环。 三、工作面正规循环生产能力
W＝LShγc=10630.634.231.3930.95=352t 式中：
W—正规循环生产能力，t； L—工作面平均长度，106m； S—工作面循环进尺，0.6m； H—工作面煤厚，4.2m； γ—煤的视密度，取1.39t/m3； c—工作面的采出率，95%。
第三节 设备配备
一、工作面设备配备表
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表5：工作面设备配置表
使用地点 名称 采煤机 工作面 液压支架 刮板运输机 胶带机 下巷 转载机 风泵 回柱绞车 上巷 风泵 规格 MG170/410-WD ZF3600/16/24 SGZ—630/264 DSJ80 SZZ630-132 BPF70/30 JSDB-13 BPF70/30 单位 部 架 部 台 部 台 部 台 数量 1 72 2 1 1 1 1 1 备注 破煤 支护 运输 运输 运输 备用 拉皮带机尾 备用 附图5：工作面设备布置图
二、主要设备参数表
表6：MG170/410-WD采煤机技术参数表
项目 型号 滚筒直径 截深 摇臂形式 摇臂摆角 滚筒转速 采高范围 适应倾角 煤质硬度 总装机功率 截割电动机额定功率 摇臂回转中心距 过煤高度 最小卧底量 牵引形式 牵引速度 额定牵引力 整机重量 技术特征 MG170/410-WD 1600 600 整体弯2摇臂 +44；-20 46 1600～2400 ≤45° f≤4 411 170 5798 428 200 交流变频调速无链牵引 0～7 405 26 单位 台 mm mm 度 r/min mm KW KW mm mm mm m/min KN t
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表7：SGZ630/264型刮板输送机特技术参数 项目 型号 运输能力 标准台长度 装机功率 型号 电动机 额定功率 额定电压 冷却方式 中部槽规格（长*内宽*高） 刮板间距 刮板链型式 链中心距 技术特征 SGZ630/264 450 150 23132 YBKYSS-65/132-8/4 132 660/1140 水冷 150036303263 920 中双链 120 表8 液压支架技术参数表
项目 型号 伸缩行程 额定工作阻力 初撑力 支护强度 底板比压 支架中心距 高度 支架宽度 推移行程 支架重量 泵站压力 技术特征 ZF3600/16/24 700 3600 3205 0.78（平均） 1.58（平均） 1500 1600～2400 1500 650 12.5（约） 30 单位 架 mm KN KN MPa MPa mm mm mm mm T MPa 单位 t/h m KW KW V mm mm mm
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第三章 顶板控制
第一节 支护设计
一、工作面支护设备型号及主要技术参数 （一）设备型号
1、液压支架：ZF3600/16/24型四柱单铰点轻型低位放顶煤支架； 2、单体柱： DW-28型和DW-25型； 3、π型梁：3.6、4.8m。 （二）设备的主要技术参数 1、液压支架的工作技术参数
表9：液压支架工作技术详细参数表
项目 支架型号 支架面积 支架宽度 重量 工作阻力 底板比压 支撑高度 通风面积 参数 ZF3600/16/24 7.95㎡ 1.42—1.59m 13 t 3600 KN 1.58 MPa 1.6—2.4m 10.5㎡ 项目 工作液介质 支护强度 额定供液压力 支架中心距 操作控制 初撑力 外形尺寸 移架步距 参数 3%～5%乳化液 0.78 MPa 31.5 MPa 1.5m 快速本架操作 3205 KN 5.331.4231.6m 0.6 m 2、DW-28型单体柱
表10：DW-28单体柱技术参数表
行程 800mm 油缸直径 额定承载力 最大高度 100mm 25T 2800mm 最小高度 2000mm 初撑力 90KN 额定工作阻力 25T 3、DW-25型单体柱
表11：DW-25单体柱技术参数表
行程 800mm 油缸直径 额定承载力 最大高度 100mm 25T 2500mm 10
最小高度 1700mm 初撑力 90KN 额定工作阻力 25T
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二、支护强度验算
（一）工作面顶板强度计算及压力验算
Pt＝khrg
＝832.232.439.81＝414KN/m237.95 m2＝3294KN 式中:
Pt：工作面合理的支护强度 k：支架上方顶板系数，取8； h：工作面采高，取2.2m； r：顶板岩石容重，取2.4T/m3； g—常数，取9.81；
故选用ZF3600/16/24型液压支架，其支架设计支护强度为3600KN大于顶板3294KN，适应于工作面支护。
（二）上、下端头顶板强度计算及验算 1、每平方米所需的单体柱根数 N=Pt/P阻
式中 Pt—取最大值52T/m2； P阻—单体柱额定工作阻力25T。 N=2.08根/m2
2、一对π型梁支护的最大面积（棚距按0.6m计算)3.630.6=2.16m2 3、每对π型梁应配的单体柱 a=2.0832.16=4.5(根)
通过以上计算，上、下端头每对π型梁棚距按0.6m计算，应配单体柱5根，即可满足要求。但根据作业规程和《煤矿安全规程》及采煤质量标准要求，每根π型梁下应使用三根柱(二梁六柱)，能够满足安全支护要求。
三、泵站设置位置及选型
将212402综采工作面泵站设置下巷进风石门内的机电设备硐室内。
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乳化泵选用BRW-200/31.5型，装备两泵一箱，进液管选用Φ32mm的高压胶管，回液选用Φ51mm的高压胶管；喷雾泵选用BPW250/6.3型，装备两泵一箱，供液管为Φ25mm高压管。
BRW-200/31.5型乳化液泵
表12：乳化液泵技术参数表
公称 流量 200L/min 公称 柱塞 柱塞 柱塞 曲轴 电机 压力 直径 数目 行程 转速 功率 31.5MPa 40mm 3 62mm 548r/min 电压 电机液压箱型号 容积 YB315M-4A 1600L 工作 介质 含3～5%乳化液中性水溶液 125KW 1140V 四、泵站使用规定
1、必须设专人开泵，开泵前，检查各部件有无损坏，螺丝是否紧固，润滑油是否正常，检修泵时必须把开关停电闭锁，挂牌。
2、检查乳化液箱的液量大于箱体容量的1/2，乳化液浓度保持在3%～5%之间，并经常检查配比浓度。配比仪使用方法：将镜片擦拭干净，用配套的吸管吸取少量的样品滴在镜片上，合上镜片进行观测，观测时用矿灯从镜片侧方或上方照射镜片至看到刻度为止。
3、乳化泵压力不得低于30MPa，喷雾泵压力不得低于8MPa。 4、专人维护，杜绝跑、冒、滴、漏、窜液现象，保证设备性能良好。 5、加强泵站的清洁卫生，泵箱过滤器应定期清洗，乳化液泵箱每半月清理一次，各种胶管液压元件应保持清洁，严禁不经过滤网直接向泵箱加入乳化油，严禁泵箱长流水和向泵箱内只加清水。
第二节 工作面顶板管理
一、工作面常规支护 （一）工作面支护
工作面共安装支架72架，其中，中间架66架，过渡架6架，支架中心
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距1.5m，工作面最大控顶距6000mm，最小控顶距5400mm，移架步距600mm。
附图6：工作面最大控顶距、最小控顶距示意图
二、正常工作时期的顶板管理
1、采用追机推溜、移架的方式对顶板进行及时支护。在采煤机割煤后，先推运输机，再移支架，即割煤—移运输机—移架；采用带压移架的方式移架。正常移架要滞后采煤机后滚筒5～8架。顶板破碎时要超前伸出前探梁进行临时支护（煤机停机断电闭锁后方可拉保持的安全距离支架，煤机过后不能实现追机作业，必须将前伸缩梁及时伸出，并进行打上护帮板，但顶板破碎时必须拉超前架）。
支护质量标准要求：
1、支架与煤壁要垂直，与顶板接触严密，且垂直于顶底板，不得有空顶现象，机道梁端到煤壁顶板的冒落高度不大于300mm。
2、支架前立柱初撑力≥24Mpa，后立柱≥20Mpa，支架顶梁与顶板平行接触，仰俯角小于7°。
3、移架必须挂线，移架后支架要成一条直线，其偏差不超过±50mm。 4、支架中心距保持在1500±100mm之间，相邻支架空隙不得超过200mm。
5、支架完好，不漏液，不窜液，不自动卸载。
6、割煤后及时推溜、移架，前梁接顶严密，工作面架间浮煤不能超过50mm。
7、支架顶梁侧护板和伸缩梁坚持正常使用。
8、相邻支架间不能出现咬架和挤架现象，高低错差不能超过侧护板的2/3。
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三、工作面发生片帮时的顶板管理
1、严格控制采高，工作面采高控制在2m±0.2m。 2、拉架后及时伸出伸缩梁和护帮板，支护新暴露的帮顶。
3、加快工作面推进速度，采煤机割煤后应及时拉架，减少工作面空顶时间，保持煤壁完整。
4、煤壁片帮时的处理方法
（1）片帮深度小于600mm时，伸出伸缩梁和护帮板支护帮顶。如果伸缩梁不接顶，可在上面背坑木，使其接顶严密。
（2）片帮深度在600mm～1200mm时，及时拉超前架并伸出伸缩梁和护帮板支护帮顶，如果伸缩梁不接顶，可在上面背坑木，使其接顶严密。
（3）片帮深度在1200mm以上时，及时拉超前架并伸出伸缩梁和护帮板支护帮顶。如果拉过超前架后伸缩梁前剩余深度在340mm及以上时，打走向棚超前支护顶板，棚梁采用Φ160mm以上的半圆木或圆木，在伸缩梁上架棚，每架2棚，圆木一头担在支架伸缩梁上，另一头紧贴煤墙，圆木担在支架上的长度不小于500mm。
（4）架设走向棚时，顶板完整时可以降架操作，顶板破碎时严禁降架，要先架设临时支护，然后在靠近煤壁侧掏梁窝架走向棚。施工期间要有班长以上人员现场指挥。
（5）所有人员必须始终在支护良好的顶板下作业，严禁空顶作业，处理片帮前一定要保证退路畅通。
（6）处理片帮是严禁操作片帮区域前后10m范围内的其它液压支架。 （7）处理片帮时应至少四人一组，且都是经验丰富的熟练工，一人观察，三人操作。若发现危险征兆，要暂停工作，远离现场。由有经验的熟练工敲帮问顶，用长钎处理完危险的活矸后再继续施工，严防冒顶片帮伤人。
（8）如果拉不成超前架可以只打走向棚临时支护顶板。
（9）人员进入煤墙侧作业时，刮板输送机和采煤机必须停电闭锁，必须关闭相邻3架支架的截止阀，并设专人看管，坚持敲帮问顶制度，严禁空
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顶作业。
四、工作面发生冒顶时的顶板管理
1、检修班加强检修，保证急停开关和通讯装置能够正常使用。 2、处理冒顶时，采煤机和刮板输送机必须停电闭锁。
3、工作面处理冒顶时，冒顶区域内停止其它一切与处理冒顶无关的工作，并撤出无关人员。
4、处理冒顶时坚持执行“敲帮问顶”制度，及时挑掉顶板活矸，严禁空顶作业。
5、对冒顶区两侧顶板进行加固，从上方一侧开始架木垛，顶板必须背实背牢。
6、处理冒顶时应至少5人一组，且都是经验丰富的熟练工，一人观察，四人操作，且必须有班长以上人员现场指挥。
7、所有人员必须始终在支护良好的顶板下工作，严禁空顶作业，处理冒顶前一定要保证退路畅通。
8、处理冒顶时，严禁操作冒顶区域范围内的其它支架，冒顶区域内的支架要关闭截止阀，防止支架误动作。
第三节 工作面上、下安全出口与端头顶板控制
一、工作面上、下巷的顶板控制 （一）上、下巷的超前支护
上、下巷超前支护采用HDJA1200型铰接顶梁或2.6π型梁配合DW-28型单体柱型单体液压支柱作超前支护。设走向托棚，一梁一柱（π型梁一梁两柱），加强动压区超前支护，长度距煤壁线外，支护距离双排不少于20m，初撑力不小于90KN，高度不低于1.8米，人行道宽度不得小于0.8m。超前支架巷道内支架要完整无损，铰接顶梁之间要用圆销联好，并保持平直，顶梁上方起伏不平处用木茬背实顶梁，不见底时，单体柱穿木柱鞋（或铁鞋）。
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超前支护内、外的巷道出现煤壁片帮、变形时应及时打点柱支护，顶板破碎时加强支护，超前支护内严禁堆放杂物。
（二）上、下巷的加强支护
对上、下巷道断面变形较严重，原支护有损坏的地段必须及时维修，确保通风、行人断面符合要求。
二、工作面安全出口与端头管理 （一）上安全出口与上端头支护
1、工作面上安全出口采用ZFG3800/16/24型3架过渡支架支护。 2、上端头（工作面与上巷结合交叉部）采用（4.8m和3.6m）π型梁配合单体柱对棚支护。
3、上巷与采面交汇处，从工作面煤壁至放顶线之间，距最后一架（72#）过渡支架上侧0.4m处，使用4.8m（前）、3.6m（后）架设走向托棚，棚距0.8-1.0m均匀架设（按照上帮—中间—下帮）在上端头的巷道内，抬紧顶部替棚后的铰接梁。
4、若π型梁与过渡架棚距变大（＞0.6m）必须使用π型梁及时加梁，架设走向棚进行支护。
5、π型梁支护要求：两梁六柱，迈步前移。 （二）下安全出口与下端头支护
1、下小超前口规格，长1.5-2.5m3宽1.5m3高2m，使用2.0米铰接梁，两梁铰接，梁配合2.5米单体柱顺山棚支护，中拍椽子护顶，棚距0.6m，一梁2柱。
2、工作面下安全出口采用ZFG3800/16/24型3架过渡支架支护。 3、下端头（工作面与下巷结合交叉部）采用液压端头支架支护下端头。 4、端头支架布置在采面与下巷交汇处，从工作面煤壁至放顶线之间，该端头架与综采面1#过渡架相邻，端头支架架设在转载机槽的上、下两帮，前、后部运输机始终保持在上帮端头架的顶梁下部。
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5、端头支架紧挨1#过渡架，之间若棚距变大（＞0.6m）必须使用π型梁架设走向拖棚进行加梁支护，紧挨支架的棚梁高度不得低于支护下侧护板高度。
（三）支护质量要求
1、所有在用单体柱均应打在硬底上，迎山合理，并挂好防倒绳。 2、上、下端头窜梁时，施工人员严禁站在运转的前、后部运输机机头、机尾上，若需站在运输机上工作，必须与运输机司机联系,闭锁开关后，方可站到运输机上工作。
3、前部溜机头推至煤墙后及时迈步移设端头支架，移设支架前必须加固棚梁，移架到位后及时升紧支架，要求；支架顶梁平行顶板，端头架顶梁不起供，支架不接顶、不抬棚梁时及时垫木茬，支架高度符合要求。
4、上、下安全口所打支柱的三用阀、柱把必须同一方向，支柱倾向成一条直线，走向成一条直线，且迎山合理。
5、工作面必须设置2个畅通的安全出口，所用支护材料必须符合《煤矿安全规程》规定。
6、上下安全出口高度不低于1.8m，宽度不少于800mm，否则，必须整改。
7、铰接梁的交接率达到100％ 三、支护材料的备用数量和存放管理
工作面材料场要常备有：3.0、1.8米长半圆木各10根，仟川15根， DZ—25单体柱10根，柱脚板15块，椽子200根，中拍200块，物料要分类码放整齐。
附图7：工作面、上巷、下巷及端头支护示意图
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第四节 矿压观测
一、矿压观测内容 工作面顶板动态压力观测。 二、矿压观测目的
根据观测结果掌握工作面顶板活动规律、来压特征，通过对顶板、煤层的稳定性，工作面支护质量等进行定期分析，进一步了解煤、岩体力学参数等基础数据。
三、矿压观测方法
1、生产班的验收员对工作面支架的初撑力及工作阻力每天观测一次。 2、工作面每架的前、后立柱各安装1块压力表，验收员做好矿压观测记录，条件变化需爆破时，要有保护压力表的措施。
3、验收员每班必须对工作面进行矿压观测，报表及时交到生产科技术人员。
4、观测数据必须真实可靠，数据汇总后，矿压负责人要及时把观测数据进行处理、分析，根据分析结果及时制定支护方案。
5、所有观测数据由技术员负责做好存档，以便查阅。
第四章 生产系统
第一节 运输
一、运输设备及运输方式 （一）运煤设备及装、转载方式
工作面用两台SGZ630/264刮板输送机，分别运输采煤机截割落煤和架后放煤；下巷经SZZ630/110刮板转载机转载，由DSJ80/60/2*55KW可伸缩
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胶带输送机，将煤运出工作面。
下巷煤通过石门联系运至溜煤囤，转载至运输上山皮带，经溜煤囤至一水平西大巷集中运输皮带，大巷与主井筒通过煤仓联系，通过斜井皮带提升至地面。
（二）辅助运输设备及运输方式
辅助运输采用矿车运输方式。设备为1t矿车和材料车、平板车。 二、运输设备选型验算
212402综采工作面下巷设计长度为405米，工作面长度为106m，坡度29度；对该工作面设备进行选型设计。
⑴、胶带机选型
初选用DSJ80/60/2*55型胶带输送机,其参数：带速2.5m/s，胶带宽度800mm，配YB2型防爆电动机2台，功率55KW，电压1140V。
①、胶带宽度
=√50/(45832.530.9830.99) =85mm 式中： —设计运输生产率，50t/h； —货载散集容重，0.98t/m3；
—输送机倾角系数，β = -1°时，c=0.99；
—货载断面系数，煤堆积角ρ = 30°时，槽形断面k=458； —带速，2.5m/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 =2×200+200=600mm 选用胶带宽度B=800mm。
②、胶带输送机传动滚筒驱动轴功率计算 P=(L1+50)(WV/3400+A/12230)+ hA/367
=(350+50)(31.9×2.5/3400+50/12230)+30.5×50/367
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=11.92KW
式中：L1—输送机水平投影长度 Lcosβ=3503cos3°=349m；
W—单位长度机器运动部分质量，胶带宽度800mm时31.9kg/m； h—运输机垂直高度，Lsinβ=3503sin5°=30.5m。 ③、胶带输送机电动机驱动功率计算 N=P×m/(η1×a×b)
=11.92×1.15/(0.9×0.9×0.9)=16.92KW
式中：m—电动机功率备用系数，取1.15； η1—机械传动效率，一般取0.9； a—多机不平衡系数，双机时取0.9； b—电压降系数，井下采区取0.9。 ④、胶带输送机选择
根据以上计算，212402综采工作面下巷采用一部DSJ80/60/12*55型胶带输送机，其参数：带速2.5m/s，胶带宽度800mm，配YB2型防爆电动机（一备一用），功率55KW，电压1140V。
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。
三、运煤线路
运煤：212402综采工作面→212402综采工作面下巷→下巷运输石门→212402运输上山→一水平西大巷→主井→地面
四、运料线路
运料：材料由地面→Ⅰ号副斜井→ 一水平西大巷→回风绕巷、 212402运输上山→212402上、下巷→212402综采面
附图8：工作面运输路线示意图
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第二节 一通三防与安全监控
一、通风系统 （一）风量计算
1、按瓦斯涌出量计算： Q采=100qk 式中: Q采—工作面实际需要风量，m3/min；
q—工作面瓦斯绝对涌出量，m3/min；预报2.4 m3/min
k—工作面涌出不均匀的备用风量系数，机采工作面为k =1.2～1.6，
取1.6；
经计算得： Q 采=10032.431.6=384m3/min 2、按工作面气温条件计算：Q采＝60 VSK
式中: Q采—按工作面气温条件计算的需要风量，m3/min；
V—工作面平均风速（按照空气与风速对应表取得：温度为21℃，
煤层厚度＞3.5m；V＝1.0～1.5(m/s)，取V＝1.5m/s）；
S—工作面平均断面面积，m2；
K—综放面支架断面及工作面长度的风量调整系数（按照采煤工
作面长度风量调整系数表取得：工作面长度50～100米，系数K＝0.9）； 经计算得： Q采 =6031.539.530.9=770m3/min 3、按工作面同时最多工作人员计算： Q采=4N
式中: Q采—按工作面同时工作最多人数计算需要风量，m3/min；
N—采煤工作面交接班期间最多工作人数，取62人。
经计算得： Q采 =4362=248m3/min
4、由以上计算结果，取其中最大风量值；该工作面需要配备风量不少于770m3/min。
5、按风速进行验算
根据212402综采工作面需要配备风量770m3/min进行验算。 ⑴按最低风速验算: Q低=0.25m/s2S
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式中：Q低—工作面的最低需要风量，m3/min；
15—《煤矿安全规程》规定采煤工作面最低风速。
S—采煤工作面的平均断面积，9.5m2；
经计算得： Q低=0.2536039.5=142m3/min ⑵按最高风速验算: Q高=4m/s2S
式中：Q高—工作面的最高需要风量，m3/min；
240—《煤矿安全规程》规定采煤工作面最高风速。
S—采煤工作面的平均断面积，9.5m2；
经计算得； Q高=436039.5=2280m3/min
通过风速验算可以得出：∵Q采＞Q低，Q采＜Q高符合《煤矿安全规程》风速要求。
6、确定该工作面的实际风量不低于770m3/min。 （二）通风路线 1、新鲜风流
Ⅰ、Ⅱ号副斜井、皮带井→一水平西大巷→运输上山→212402下巷→ 212402综采面；
2、乏风流
212402综采面→212402上巷→西三回风上山→西三平巷→回风井→地面；
附图9：工作面通风系统示意图
二、瓦斯防治 （一）瓦斯检查
1、严格执行瓦斯管理制度及各项检查制度，瓦检员必须现场交接班，检查点为工作面、上隅角及回风流，疑点区域除按要求检查外，还必须做到随时抽查，发现异常情况，必须及时处理并汇报调度室。
2、工作面上隅角不得滞后回料，并按要求打好双层风障，确保瓦斯符
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合规程要求。
3、当工作面瓦斯浓度达到1%时，必须切断电源，停止工作，进行处理，当瓦斯浓度下降到1%以下时，方可进入工作面工作。当工作面二氧化碳浓度达到1.5%时，必须停止工作，撤出人员，查明原因，及时汇报调度室，制定措施，进行处理。
4、当工作面上隅角瓦斯超限时，必须设风障或增加风量，采取有效措施进行处理。
5、加强工作面电气设备和电缆管理，消灭电缆明接头及漏电现象，电缆要吊挂整齐，杜绝失爆现象。
6、工作面上、下巷不得有高冒存在，若发现高冒必须立即处理，以防止高帽内积聚瓦斯或发火。
7、班长、放炮员、机电维修人员、瓦检员等必须佩带便携式瓦斯报警仪，并能保持正常使用。
8、瓦斯检查员每班要经常检查瓦斯浓度，并检查二氧化碳的浓度，每班巡回检查的次数不得低于3次，瓦斯检查员必须是专职且要持证上岗，采区内设有瓦斯检查记录牌，并做好记录。
9、工作面风流、回风隅角瓦斯检查牌板设在距工作面煤壁线20米内的回风巷道中，检查结果及时填写，当出现异常情况时，必须及时向调度室汇报。
（二）瓦斯监测
212402综采工作面按《煤矿安全规程》、《AQ1029-2007》有关要求安设瓦斯传感器并定期进行校验。
表13：瓦斯监控设施的安放和管理表
安装地点 上隅角T0 工作面T1 进风巷T3 回风口T2 悬挂标准 维护使用 报警浓度 ≥1.0%CH4 ≥1.0%CH4 ≥0.5%CH4 ≥1.0%CH4 断电浓度 ≥1.0%CH4 ≥1.0%CH4 ≥0.5%CH4 ≥1.0%CH4 复电浓度 ＜0.99%CH4 ＜0.99%CH4 ＜0.49%CH4 断电范围 工作面内所有非本质安全型电气设备 工作面及上下巷所有非本质安全型电气设备 212402综采面及进风巷全部非本质安全型电器设备 ＜0.99%CH4 工作面及上下巷所有非本质安全型电气设备 ①距顶板≤300mm②距巷道侧壁≥200mm挂牌管理 ①队负责日常维护保证损坏不丢失②每日由当班瓦检员负责向外移动③严禁碰撞或洒水 23
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1、瓦斯断电仪、传感器的安装和使用：
（1）瓦斯断电仪主机(KDW16A型智能断电仪)应安装在便于人员观察、调试、校验及支护完好、无淋水、杂物的巷道或硐室内，应吊挂或垫高，距巷道底板不小于300mm；供电电源必须取自被控制开关的电源侧，严禁接在被控开关的负荷侧。
（2）便携式甲烷检测报警仪、甲烷传感器每7天必须用空气样和标准气样调校1次，每7天必须对甲烷超限断电功能进行测试。通风队要严格按规定维修调校断电仪和瓦斯传感器，确保灵敏可靠。
2、工作面回风口安装一氧化碳传感器CO，温度传感器WD，悬挂位置距顶板≤30 cm，距巷道壁≥20 cm，距工作面回风口10—15m。
3、报警值：
瓦斯：≥1.0%；CO：≥24ppm；温度：≥30℃。 4、瓦斯断电浓度：≥1.0%。 5、瓦斯复电浓度：＜0.99%。
6、工作面进回风测风站安装风速传感器V，悬挂位置测风站内不影响行人，能正确反应风流地点。
7、工作面风门安装风门传感器，风门中间安装声光报警器，当两道风门同时打开时能发出声光报警。
8、瓦斯电断电闭锁：当该工作面瓦斯传感器所测瓦斯浓度≥1.0%，或安全监测监控设施故障时，切断工作面进回风巷道内所有非本质安全型电气设备的电源并闭锁；当瓦斯浓度＜0.99%，且安全监测监控设施故障解除后，自动解除电气闭锁。
9、维护、校验、试验
（1）采煤区队的班组长负责传感器的吊挂、移动，防止传感器、线路损坏，确保监测监控正常运行；
（2）监测队负责每7天进行一次瓦斯电断电闭锁试验，并按规定校调传感器。
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10、其它
所用传感器电源箱型号为：KDW16A，放置在工作面进风巷，交流引自工作面监测系统专用电源，在电网断电后必须保证该传感器正常工作时间不小于2小时。
（三）便携式瓦斯报警仪
1、区队管理人员、班长、流动电钳工等特殊工种下井时必须携带便携式瓦斯报警仪，对其分管范围内的瓦斯进行不间断的监测，如有报警现象（瓦斯报警点为1%）及时汇报调度室，采取有效措施进行处理。
2、爆破工担任爆破工作时，必须携带便携式瓦斯报警仪，如有报警现象（瓦斯报警点为1%），停止装放炮，并汇报调度室，采取有效措施进行处理，同时做好记录。
3、班组长下井时必须携带便携式瓦斯报警仪（瓦斯报警点为1%），并把常开的报警仪悬挂在工作面回风隅角，对工作面和回风隅角的瓦斯进行监测。
4、爆破时，由放炮员、班组长、瓦斯检查员进行“一炮三检”工作，当瓦斯浓度达到1%时，必须及时通知爆破工停止装放炮，同时汇报调度室，采取有效措施进行处理。
5、流动电钳工下井时，必须携带便携式瓦斯报警仪（瓦斯报警点为1%），担负机电维修工作时，必须在检修工作地点20m范围内检查瓦斯气体浓度，当瓦斯浓度达到1%时，不得通电或检修，并及时汇报调度室，采取有效措施进行处理。
附图10：工作面监控系统示意图
三、综合防尘系统 （一）防尘管路系统
工作面防尘用水采用地面水源供水，供水路线为： 1、工作面下巷供水路线：
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地面水池→Ⅰ号副井→一水平西大巷→212402运输上山→212402综采工作面下巷；
2、工作面上巷供水路线：
地面水池→Ⅰ号副井→一水平西巷→回石门绕巷→212402综采工作面上巷。
采煤工作面上、下巷每50m安设一个阀门和支管，防尘管使用25mm钢管接至直径16mm高压胶管供给巷道洒水及生产用水。其它巷道每100m安设一个阀门和支管，以便冲刷巷道，杜绝煤尘聚积。在水管进入下巷处安设闸门，给防尘水幕和各转载点供水。下运煤巷内各转载点相应安设喷雾装置，实施转载红外传感自动喷雾。
（二）防尘措施 1、煤层注水
（1）当煤壁采通，浮煤清净后，用风煤钻向煤壁打钻孔。注水孔间距6-8m，钻孔位置布置在支架顶梁端头的架间处，仰角5-10°，钻孔深度为5～6m。
（2）钻孔打完即可插入注水器，封孔注水，注水顺序为从上向下。 （3）注水方式采用注水泵加压注水，其压力大于4MPa。
（4）注水时间的长短，依据煤壁在预定的范围内出现均匀的渗出水珠现象（常称为“出汗”）为止。
（5）停止注水抽出注水器依次对下一个钻孔进行注水，要求注水工序要紧凑，作业要迅速。
（6）当工作面瓦斯超限时，心须停止用风煤钻钻眼，听从瓦检工指挥，迅速撤离到安全地点。
（7）钻眼时工作面内的刮板机必须停止运行并闭锁，钻眼必须两人合作，一人操作、一人协助，钻眼结束后，将风煤钻、管线转移到安全地点，并摆放整齐。
（8）注水过程中，如发现大量水从注水眼内流出，必须及时关闭截止
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阀，拔出注水器。
（9）注水期间，工作面回风流中的所有机电设备必须停电闭锁，人员撤离到新鲜风流中。
（10）注水质量由安全部门进行监督。 2、采煤机内喷雾
采煤机无水不开机，采煤机内喷雾装置水压不得低于2MPa。 3、架间喷雾
区队使用和维护架间喷雾设施，做到降柱、移架、放煤时同步喷雾，水压应达到8MPa。
4、转载点喷雾
工作面刮板输送机、下巷转载输送机、石门刮板输送机机头各安装一组喷雾头，共设置三组转载点喷雾。
5.上、下巷防尘水幕
（1）进风侧水幕安设位置：距工作面煤壁30～50m安设一组；距工作面煤壁50～100m安设一组。
（2）回风侧水幕安设位置：距工作面煤壁30～50m安设一组；距工作面煤壁50～100m安设一组。
（3）水幕安装要求：每道水幕安设喷头不少于5个，喷头间距不大于350mm，必须雾化全断面，喷头必须迎风45°，各道水幕必须随工作面推进及时外移。
6、煤尘冲刷
工作面及上、下巷每天必须进行循环冲尘，杜绝煤尘堆积，冲尘必须保护好电器设备。
7、个体防护
进入工作面和回风侧工作的所有人员必须佩戴防尘口罩。 （三）隔绝瓦斯、煤尘爆炸措施
212402综采工作面采用安设隔爆水袋的方式来隔绝瓦斯、煤尘爆炸。
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工作面上、下巷距煤壁60～200m范围内安设一组隔爆水袋，满足每平方米不少于200L的水量，并悬挂隔爆设施管理牌板。
附图11：工作面防尘系统示意图
四、防火措施 （一）防火措施 停采线注浆防火
1、212402综采工作面推进至停采线，该工作面所有电气、机械设备，采煤系统撤离完毕，在停采线处重新敷设一路φ100（或50）mm钢管，在上、下两巷建筑两道密闭墙，密闭墙靠近上部预留注浆孔进行注浆，当注到注浆管的浆液不流动时，停止注浆。
2、浆液制备：
浆材：粉煤灰、水；灰:水=1:3； （二）防火措施要求：
1、采面回采即将结束时，应提高上下巷的支护材料的回收率，确保老塘塌实。
2、加强煤炭资源的回收管理，提高回收率，加快工作面推进速度，以减少煤的氧化作用。
3、工作面在停采期间，工作面的风量适量控制，工作面进风隅角设全断面挡风帘，减少向采空区漏风。
4、严禁任何人将火源带入井下，严禁在井下拆卸、敲打、撞击矿灯，严禁穿化纤衣服。
5、严格执行“一炮三检”制度，坚持使用水炮泥，严禁放糊炮。 6、采面停采后立即封闭采区，工作面密闭后，应加大停采线附近的注浆量。
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第三节 排水
一、设备选型
该工作面最大涌水量2～3m3/h，当工作面出水，应及时在出水巷的低洼处布置一个不低于1m3的临时排水泵窝，同时配备1台备用排水风泵，排水风泵将积水排出工作面至一水平西大巷水沟。
二、排水系统路线
排水路线：上、下巷积水→临时水仓→一水平西大巷→井底水仓→主排水泵房→地面
附图12：工作面排水系统示意图
第四节 供电
212402工作面形成后由一水平西二移动变电站一台KBSGZY-800和一台KBSGZY-630移动变电站供电，10KV高压电源引自一水平西翼配电点。10kV配电装置选用矿用隔爆型高压真空配电装置向综采工作面移动变电站等供电，然后由两台移动变电站通过两台组合开关向综采工作面的采煤机、刮板机、转载机等低压设备供电。
一、配电系统及设备选型
212402综采工作面设备由两台移动变电站供电，变压器型号：KBSGZY-800/10,10/1.14KV、KBSGZY-630/10,10/1.14KV。进线侧电压等级为10kv，出线侧电压等级为1140kv；选用2台QJZ-1600/1140(660)-8型组合开关；
去移动变电站的电缆选用MYJV22－8.7/103350mm2煤矿用交联聚乙烯绝缘钢带铠装聚氯乙烯护套电力电缆；移动变电站至组合开关选用23（MYP－0.66/1.14 3395+1325mm2）电缆，采煤机电缆选用MCP－
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0.66/1.14 3395+1325+434mm2采煤机用阻燃移动屏蔽橡套软电缆；其余动力设备电缆选用MYP－0.66/1.14 3350+1316mm2煤矿用阻燃移动屏蔽套软电缆。
二、综采工作面最大负荷统计 设备装机总台数13台； 设备工作总台数11台；
综采工作面设备装机容量1414 kw，工作容量1252kw； 计算有功功率：738.68kw； 计算无功功率：753.6kvar； 计算视在容量：1055.26kVA
选择一根MYJV22-8.7/10kV-3×50mm2煤矿用交联聚乙烯绝缘钢带铠装聚氯乙烯护套电力电缆向移动变电站供电。
三、设备选型校验 （一）变压器容量校验
1、1#变压器（KBSGZY-800/10）
1#变压器总负荷为：?Pn?809kw，最大负荷为Ps=410kw 变压器采用需用系数法进行容量计算：
S??PnKrcos∮
式中：S表示计算的电力负荷总的式在功率，kvA； kw；
Cos∮参加计算的电力负荷的平均功率因素（查《煤矿电工手册》表10-3-1）；取0.7
Kr表示需用系数，按以下情况选取。 计算需用系数：
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?Pn表示参加计算所有用电设备（不包括备用）额定功率之和，
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Kr?0.4?0.6Ps?0.59?Pn
式中:Ps表示最大电动机的功率，kw； kw；
Kr表示计算需用系数； 总视在功率为:
?Pn表示参加计算所有用电设备（不包括备用）额定功率之和，
S??PnKr0.59?809??681..87kvacos∮0.7
根据计算负荷，1#变压器选用一台KBSGZY-800kva移动变电站符合要求；
2、2#变压器（KBSGZY-630/10）
2#变压器总负荷为：?Pn?605kw，最大负荷为Ps=125kw 变压器采用需用系数法进行容量计算：
S??PnKrcos∮
计算需用系数Kr：
Kr?0.4?0.6Ps?0.5239?Pn
变电所的总视在功率为:
Kr0.5239S??Pn?605??452..8kvacos∮0.7
根据计算负荷，2#变压器选用一台KBSGZY-630kva移动变电站符合要求
（二）电缆载流量校验
1、校验采煤机电缆载流量（MCP－0.66/1.14 3395+1325+434mm2） I、载流量校核
线路正常工作时的最大长时持续工作电流:
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410?103??272A In?Ica?3Uncos∮n1.732?1140?0.85?0.9Kr?Pn查聚氯乙烯护套电力电缆载流量可知，MCP-0.66/1.14 3395+1325+434mm2电缆长时允许电流为280A，，大于线路的最大长时负荷工作电流In=272A，工作面供电线路满足要求，效验合格（设环境温度为25度）。
II、机械强度效验；
查《矿山供电》表5-18，满足机械强度最小截面为35mm2-50mm2，而所选截面为95mm2≥50mm2,满足机械强度的要求。
故所选电缆MCP-0.66/1.14 3395+1325+434mm2电缆完全满足负荷要求。
2、校验乳化液泵站电缆载流量（MYP－0.66/1.14 3350+1316mm2） I、载流量校核
线路正常工作时的最大长时持续工作电流:
125?103In?Ica???82A3Uncos∮n1.732?1140?0.85?0.9
Kr?Pn查聚氯乙烯护套电力电缆载流量可知，MYP-0.66/1.14 3350+1316mm2
电缆长时允许电流为170A，大于线路的最大长时负荷工作电流In=82A，工作面供电线路满足要求，效验合格（设环境温度为25度）。
II、机械强度效验；
查《矿山供电》表5-18，满足机械强度最小截面为35mm2-50mm2，而所选截面为50mm2≥50mm2，满足机械强度的要求。
故所选电缆MYP-0.66/1.14 3350+1316mm2电缆完全满足负荷要求。 3、校验刮板输送机电缆载流量（MYP－0.66/1.14 3350+1316mm2） I、载流量校核
线路正常工作时的最大长时持续工作电流:
132?103In?Ica???87A3Uncos∮n1.732?1140?0.85?0.9
Kr?Pn查聚氯乙烯护套电力电缆载流量可知，MYP-0.66/1.14 3350+1316mm2
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电缆长时允许电流为170A，大于线路的最大长时负荷工作电流In=87A，工作面供电线路满足要求，效验合格（设环境温度为25度）。
II、机械强度效验；
查《矿山供电》表5-18，满足机械强度最小截面为35mm2-50mm2，而所选截面为50mm2≥50mm2，满足机械强度的要求。
故所选电缆MYP-0.66/1.14 3350+1316mm2电缆完全满足负荷要求。 4、校验运输上山输送机电缆载流量（MYP－0.66/1.14 3350+1316mm2）
I、载流量校核
线路正常工作时的最大长时持续工作电流:
160?103In?Ica???105.926A3Uncos∮n1.732?1140?0.85?0.9
Kr?Pn查聚氯乙烯护套电力电缆载流量可知，MYP-0.66/1.14 3350+1316mm2
电缆长时允许电流为170A，大于线路的最大长时负荷工作电流In=105.926A，工作面供电线路满足要求，效验合格（设环境温度为25度）。
II、机械强度效验；
查《矿山供电》表5-18，满足机械强度最小截面为35mm2-50mm2，而所选截面为50mm2≥50mm2，满足机械强度的要求。
故所选电缆MYP-0.66/1.14 3350+1316mm2电缆完全满足负荷要求。 （三）保护整定计算
1、控1#移动变电站高压开关保护整定计算：
高压开关型号PBG-50/10Y,额定电流Ige=50A；变压器型号KBSGZY-800/10，容量为800KVA；总运行负荷为Pe=809KW,最大负荷Ps=410KW。
(1)
IgIg?KxPe3?Ue?cos?????高压配电装置的过载整定值
?? 高压配电箱的过载整定值，A；
Pe???高压配电箱所带负荷的额定功率之和,kW;
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Ue?? 高压配电箱额定电压，kV;
cos??? 功率因数取
0.85；
kx?? 需用系数，取0.6；
Ig?0.6?8093?10?0.85＝32.97A
对于ZLZB-5A型高压综合保护器,按电流互感器(5A)倍数整定, N1=Ig/Ige=32.97/50=0.66
取N1=0.7倍，所以过载电流为Ig=0.7350=35A
（2） IZ≥1.43(IQe+KX∑Ie)/Kb????高压配电箱的短路整定值 Iz?? 高压配电装置短路电流整定值;
IQe ?? 容量最大的电动机额定起动电流，包括同时启动的几台电动
机）；A
kb?? 矿用变压器的变压比，取14.5;
?Ie?? 其余（已启动电流的除外）电动机的额定电流之和；
IZ=1.43(41031.1536+0.6339831.15)/14.5=299.66A 对于ZLZB-5A型高压综合保护器,按电流互感器(5A)倍数整定, N2=IZ/Ige=299.66/50=5.99
取N2=6倍 ，所以取短路电流为Iz=6350=300A
（3）校验灵敏度:KBSGZY-800/10变压器二次侧电压1200V，查《煤矿电工手册》表13-1-26得出KBSGZY-800/10变压器二次侧短路电流为5553A。
（2）IdK=KbIZ＝5553/（8.333300）=2.22≥1.5 灵敏度满足要求
控2#移动变电站高压开关保护整定计算：
高压开关型号PBG-50/10Y,额定电流Ige=50A；变压器型号KBSGZY-630/10，容量为630KVA；总运行负荷为Pe=605KW,最大负荷Ps=125KW。
（1）
Ig?KxPe3?Ue?cos?????高压配电装置的过载整定值
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Ig ?? 高压配电箱的过载整定值，A；
Pe???高压配电箱所带负荷的额定功率之和,kW; Ue?? 高压配电箱额定电压，kV;
cos??? 功率因数取
0.85；
kx?? 需用系数，取0.6；
Ig?0.6?6053?10?0.85＝24.66A
对于ZLZB-5A型高压综合保护器,按电流互感器(5A)倍数整定, N1=Ig/Ige=24.66/50=0.493
取N1=0.4倍，所以过载电流为Ig=0.4350=20A
（2） IZ≥1.43(IQe+KX∑Ie)/Kb????高压配电箱的短路整定值 Iz?? 高压配电装置短路电流整定值;
IQe ?? 容量最大的电动机额定起动电流，包括同时启动的几台电动
机）；A
kb?? 矿用变压器的变压比，取14.5;
?Ie?? 其余（已启动电流的除外）电动机的额定电流之和；
IZ=1.43(12531.1536+0.6348031.15)/14.5=115.253A 对于ZLZB-5A型高压综合保护器,按电流互感器(5A)倍数整定, N2=IZ/Ige=115.253/50=2.305
取N2=2.5倍 ，所以取短路电流为Iz=2.5350=125A
（3）校验灵敏度:KBSGZY-630/10变压器二次侧电压1200V，查《煤矿电工手册》表13-1-26得出KBSGZY-630/10变压器二次侧短路电流为4773A。
（2）IdK=KbIZ＝4773/（8.333125）=4.58≥1.5 灵敏度满足要求
3、采煤机保护整定计算
1.1.组合开关型号：QJZ-1600/1140（660）-8 单回路额定电流400A 开关额定电压：1140V
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电机功率：410kw 电机额定电流：258A 安装地点：一水平西采变
1.2.两相短路电流计算：选择短路保护装置的整定电流时，需计算两相短路电流值，按照《煤矿电工手册》第十三章，两相短路电流利用查表法进行计算。根据系统电抗换算长度、高、低压电缆的换算系数和换算长度，从表13-1-9c、13-1-9d、13-1-8a查出；两相短路电流计算也可以用公式法进行计算，在本计算方法中采用查表法进行计算。
LH=K1L1+K2L2+??+KnLn+Lx+KgLg 式中LH——电缆总的换算长度，m；
K1、K2??Kn——换算系数，各种截面电缆的换算系数，可从表中查得；
L1、L2??Ln——各段电缆的实际长度，m； Lx——系统电抗的换算长度，m； Kg——电缆折算至低压侧的换算系数； Lg——电缆的实际长度，m。
电缆的换算长度，是根据阻抗相等的原则将不同截面和长度的高、低压电缆换算到标准截面的长度，在1140V供电系统中，以50mm2作为标准截面；
（1）系统电抗的换算长度，可由《煤矿电工手册》13-1-9c中查到； Lx=26.1m
（2）高压电缆的换算系数，可由《煤矿电工手册》13-1-9d中查到；K1=0.006、K2=0.011；然后求其换算长度；
L1=K1L1+K2L2=0.00631300+0.01131100+=19.9m
（3）低压干支线的换算长度，可由《煤矿电工手册》13-1-8a中查到； L3=0.533600m=318m （4）求总的电缆换算长度： L=26.1+19.9+318=364m
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查《煤矿电工手册》13-1-26表得两相短路流Id（2）=2705A 1.3.过载整定： Ie =∑Ie=258A
电动机保护过载电流整定为260A； 1.4.短路保护整定
（1）根据《保护装置整定细则》第二章电缆线路的短路保护整定规定第6条；对保护电缆干线短路保护整定按公式Iz≥IQe+ Kx∑Ie
式中：Iz：过电流继电器的动作电流整定值；
IQe：容量最大的电动机的额定启动电流，对于有数台电动机同时启动的工作机械，若其总功率大于单台启动的容量最大的电动机功率时，IQe则为这几台同时启动的电动机的额定启动电流之和；
∑Ie：其余电动机额定电流之和； Iz≥IQe+ Kx∑Ie=25836=1548A
过载电流为260A；即Id=1548/260=5.95整定值取6倍， Iz=26036=1560A
（2）灵敏度系数校验：Id（2）/Iz≥1.5=2705/1560=1.73＞1.5 灵敏度符合要求
4、可弯曲刮板输送机保护整定计算
1.1.组合开关型号：QJZ-1600/1140（660）-8 单回路额定电流400A 开关额定电压：1140V 电机功率：65kw 电机额定电流：41.45A 安装地点：一水平西采变
1.2.两相短路电流计算：选择短路保护装置的整定电流时，需计算两相短路电流值，按照《煤矿电工手册》第十三章，两相短路电流利用查表法进行计算。根据系统电抗换算长度、高、低压电缆的换算系数和换算长度，从表13-1-9c、13-1-9d、13-1-8a查出；两相短路电流计算也可以用公式法进行计算，在本计算方法中采用查表法进行计算。
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LH=K1L1+K2L2+??+KnLn+Lx+KgLg 式中LH——电缆总的换算长度，m；
K1、K2??Kn——换算系数，各种截面电缆的换算系数，可从表中查得；
L1、L2??Ln——各段电缆的实际长度，m； Lx——系统电抗的换算长度，m； Kg——电缆折算至低压侧的换算系数； Lg——电缆的实际长度，m。
电缆的换算长度，是根据阻抗相等的原则将不同截面和长度的高、低压电缆换算到标准截面的长度，在1140V供电系统中，以50mm2作为标准截面；
（1）系统电抗的换算长度，可由《煤矿电工手册》13-1-9c中查到； Lx=26.1m
（2）高压电缆的换算系数，可由《煤矿电工手册》13-1-9d中查到；K1=0.006、K2=0.011；然后求其换算长度；
L1=K1L1+K2L2=0.00631300+0.01131100+=19.9m
（3）低压干支线的换算长度，可由《煤矿电工手册》13-1-8a中查到； L3=1.363600m=816m （4）求总的电缆换算长度： L=26.1+19.9+816=862m
查《煤矿电工手册》13-1-26表得两相短路流Id（2）=1343A 1.3.过载整定： Ie =∑Ie=41.45A
电动机保护过载电流整定为45A； 1.4.短路保护整定
（1）、根据《保护装置整定细则》第二章电缆线路的短路保护整定规定第6条；对保护电缆干线短路保护整定按公式Iz≥IQe+ Kx∑Ie
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式中：Iz：过电流继电器的动作电流整定值；
IQe：容量最大的电动机的额定启动电流，对于有数台电动机同时启动的工作机械，若其总功率大于单台启动的容量最大的电动机功率时，IQe则为这几台同时启动的电动机的额定启动电流之和；
∑Ie：其余电动机额定电流之和； Iz≥IQe+ Kx∑Ie=41.4536=248.7A
过载电流为45A；即Id=248.7/45=5.53整定值取6倍， Iz=4536=270A
（2）灵敏度系数校验：Id（2）/Iz≥1.5=1343/270=4.97＞1.5 灵敏度符合要求 5、转载机保护整定计算
1.1.组合开关型号：QJZ-1600/1140（660）-8 单回路额定电流400A 开关额定电压：1140V 电机功率：110kw 电机额定电流：69.64A 安装地点：一水平西采变
1.2.两相短路电流计算：选择短路保护装置的整定电流时，需计算两相短路电流值，按照《煤矿电工手册》第十三章，两相短路电流利用查表法进行计算。根据系统电抗换算长度、高、低压电缆的换算系数和换算长度，从表13-1-9c、13-1-9d、13-1-8a查出；两相短路电流计算也可以用公式法进行计算，在本计算方法中采用查表法进行计算。
LH=K1L1+K2L2+??+KnLn+Lx+KgLg 式中LH——电缆总的换算长度，m；
K1、K2??Kn——换算系数，各种截面电缆的换算系数，可从表中查得；
L1、L2??Ln——各段电缆的实际长度，m； Lx——系统电抗的换算长度，m； Kg——电缆折算至低压侧的换算系数；
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Lg——电缆的实际长度，m。
电缆的换算长度，是根据阻抗相等的原则将不同截面和长度的高、低压电缆换算到标准截面的长度，在1140V供电系统中，以50mm2作为标准截面；
（1）系统电抗的换算长度，可由《煤矿电工手册》13-1-9c中查到； Lx=26.1m
（2）高压电缆的换算系数，可由《煤矿电工手册》13-1-9d中查到；K1=0.006、K2=0.011；然后求其换算长度；
L1=K1L1+K2L2=0.00631300+0.01131100+=19.9m
（3）低压干支线的换算长度，可由《煤矿电工手册》13-1-8a中查到； L3=13370m=370m
（4）求总的电缆换算长度： L=26.1+19.9+370=416m
查《煤矿电工手册》13-1-26表得两相短路流Id（2）=2315A 1.3.过载整定： Ie =∑Ie=69.64A
电动机保护过载电流整定为75A； 1.4.短路保护整定
（1）根据《保护装置整定细则》第二章电缆线路的短路保护整定规定第6条；对保护电缆干线短路保护整定按公式Iz≥IQe+ Kx∑Ie
式中：Iz：过电流继电器的动作电流整定值；
IQe：容量最大的电动机的额定启动电流，对于有数台电动机同时启动的工作机械，若其总功率大于单台启动的容量最大的电动机功率时，IQe则为这几台同时启动的电动机的额定启动电流之和；
∑Ie：其余电动机额定电流之和； Iz≥IQe+ Kx∑Ie=69.6436=417.84A
过载电流为75A；即Id=417.84/75=5.57整定值取6倍，
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Iz=7536=450A
（2）灵敏度系数校验：Id（2）/Iz≥1.5=2315/450=5.14＞1.5 灵敏度符合要求
6、1#乳化泵电机保护整定计算
1.1.组合开关型号：QJZ-1600/1140（660）-8 变压器型号：KBSGZY-630/10
单回路额定电流400A 开关额定电压：1140V 电机功率：125kw 电机额定电流：75.5A 安装地点：一水平西采变
1.2.两相短路电流计算：选择短路保护装置的整定电流时，需计算两相短路电流值，按照《煤矿电工手册》第十三章，两相短路电流利用查表法进行计算。根据系统电抗换算长度、高、低压电缆的换算系数和换算长度，从表13-1-9c、13-1-9d、13-1-8a查出；两相短路电流计算也可以用公式法进行计算，在本计算方法中采用查表法进行计算。
LH=K1L1+K2L2+??+KnLn+Lx+KgLg 式中LH——电缆总的换算长度，m；
K1、K2??Kn——换算系数，各种截面电缆的换算系数，可从表中查得；
L1、L2??Ln——各段电缆的实际长度，m； Lx——系统电抗的换算长度，m； Kg——电缆折算至低压侧的换算系数； Lg——电缆的实际长度，m。
电缆的换算长度，是根据阻抗相等的原则将不同截面和长度的高、低压电缆换算到标准截面的长度，在1140V供电系统中，以50mm2作为标准截面；
（1）系统电抗的换算长度，可由《煤矿电工手册》13-1-9c中查到； Lx=26.1m
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（2）高压电缆的换算系数，可由《煤矿电工手册》13-1-9d中查到；K1=0.006、K2=0.011；然后求其换算长度；
L1=K1L1+K2L2=0.00631300+0.01131100+=19.9m
（3）低压干支线的换算长度，可由《煤矿电工手册》13-1-8a中查到； L3=1320m=20m
（4）求总的电缆换算长度： L=26.1+19.9+20=66m
查《煤矿电工手册》13-1-26表得两相短路流Id（2）=4392A 1.3.过载整定： Ie =∑Ie=75.5A
电动机保护过载电流整定为80A； 1.4.短路保护整定
（1）、根据《保护装置整定细则》第二章电缆线路的短路保护整定规定第6条；对保护电缆干线短路保护整定按公式Iz≥IQe+ Kx∑Ie
式中：Iz：过电流继电器的动作电流整定值；
IQe：容量最大的电动机的额定启动电流，对于有数台电动机同时启动的工作机械，若其总功率大于单台启动的容量最大的电动机功率时，IQe则为这几台同时启动的电动机的额定启动电流之和；
∑Ie：其余电动机额定电流之和； Iz≥IQe+ Kx∑Ie=75.536=453A
保护过载电流为80A；即Id=453/80=5.66整定值取6倍， Iz=8036=480A
（2）灵敏度系数校验：Id（2）/Iz≥1.5=4392/480=9.15＞1.5 灵敏度符合要求
7、2#乳化泵电机保护整定计算
1.1.组合开关型号：QJZ-1600/1140（660）-8 变压器型号KBSGZY-800/10
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郑州磴槽企业集团金岭煤业有限公司 《212402综采工作面作业规程》
单回路额定电流400A 开关额定电压：1140V 电机功率：125kw 电机额定电流：75.5A 安装地点：一水平西采变
1.2.两相短路电流计算：选择短路保护装置的整定电流时，需计算两相短路电流值，按照《煤矿电工手册》第十三章，两相短路电流利用查表法进行计算。根据系统电抗换算长度、高、低压电缆的换算系数和换算长度，从表13-1-9c、13-1-9d、13-1-8a查出；两相短路电流计算也可以用公式法进行计算，在本计算方法中采用查表法进行计算。
LH=K1L1+K2L2+??+KnLn+Lx+KgLg 式中LH——电缆总的换算长度，m；
K1、K2??Kn——换算系数，各种截面电缆的换算系数，可从表中查得；
L1、L2??Ln——各段电缆的实际长度，m； Lx——系统电抗的换算长度，m； Kg——电缆折算至低压侧的换算系数； Lg——电缆的实际长度，m。
电缆的换算长度，是根据阻抗相等的原则将不同截面和长度的高、低压电缆换算到标准截面的长度，在1140V供电系统中，以50mm2作为标准截面；
（1）系统电抗的换算长度，可由《煤矿电工手册》13-1-9c中查到； Lx=26.1m
（2）高压电缆的换算系数，可由《煤矿电工手册》13-1-9d中查到；K1=0.006、K2=0.011；然后求其换算长度；
L1=K1L1+K2L2=0.00631300+0.01131100+=19.9m
（3）低压干支线的换算长度，可由《煤矿电工手册》13-1-8a中查到； L3=1320m=20m
（4）求总的电缆换算长度：
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L=26.1+19.9+20=66m
查《煤矿电工手册》13-1-26表得两相短路流Id（2）=5037A 1.3.过载整定： Ie =∑Ie=75.5A
电动机保护过载电流整定为80A； 1.4.短路保护整定
（1）、根据《保护装置整定细则》第二章电缆线路的短路保护整定规定第6条；对保护电缆干线短路保护整定按公式Iz≥IQe+ Kx∑Ie
式中：Iz：过电流继电器的动作电流整定值；
IQe：容量最大的电动机的额定启动电流，对于有数台电动机同时启动的工作机械，若其总功率大于单台启动的容量最大的电动机功率时，IQe则为这几台同时启动的电动机的额定启动电流之和；
∑Ie：其余电动机额定电流之和； Iz≥IQe+ Kx∑Ie=75.536=453A
保护过载电流为80A；即Id=453/80=5.66整定值取6倍， Iz=8036=480A
（2）灵敏度系数校验：Id（2）/Iz≥1.5=5037/480=10.49＞1.5 灵敏度符合要求
7、注水泵、喷雾泵电机保护整定计算 1.1.组合开关型号：QJZ-1600/1140（660）-8 单回路额定电流400A 开关额定电压：1140V 电机功率：37kw 电机额定电流：23.1A 安装地点：一水平西采变
1.2.两相短路电流计算：选择短路保护装置的整定电流时，需计算两相短路电流值，按照《煤矿电工手册》第十三章，两相短路电流利用查表法进行计算。根据系统电抗换算长度、高、低压电缆的换算系数和换算长度，从表13-1-9c、13-1-9d、13-1-8a查出；两相短路电流计算也可以用公式法进行
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计算，在本计算方法中采用查表法进行计算。
LH=K1L1+K2L2+??+KnLn+Lx+KgLg 式中LH——电缆总的换算长度，m；
K1、K2??Kn——换算系数，各种截面电缆的换算系数，可从表中查得；
L1、L2??Ln——各段电缆的实际长度，m； Lx——系统电抗的换算长度，m； Kg——电缆折算至低压侧的换算系数； Lg——电缆的实际长度，m。
电缆的换算长度，是根据阻抗相等的原则将不同截面和长度的高、低压电缆换算到标准截面的长度，在1140V供电系统中，以50mm2作为标准截面；
（1）系统电抗的换算长度，可由《煤矿电工手册》13-1-9c中查到； Lx=26.1m
（2）高压电缆的换算系数，可由《煤矿电工手册》13-1-9d中查到；K1=0.006、K2=0.011；然后求其换算长度；
L1=K1L1+K2L2=0.00631300+0.01131100+=19.9m
（3）低压干支线的换算长度，可由《煤矿电工手册》13-1-8a中查到； L3=1.91330m=57.3m （4）求总的电缆换算长度： L=26.1+19.9+57.3=103.3m
查《煤矿电工手册》13-1-26表得两相短路流Id（2）=4643A 1.3.过载整定： Ie =∑Ie=23.1A
电动机保护过载电流整定为25A； 1.4、短路保护整定
（1）根据《保护装置整定细则》第二章电缆线路的短路保护整定规定
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第6条；对保护电缆干线短路保护整定按公式Iz≥IQe+ Kx∑Ie
式中：Iz：过电流继电器的动作电流整定值；
IQe：容量最大的电动机的额定启动电流，对于有数台电动机同时启动的工作机械，若其总功率大于单台启动的容量最大的电动机功率时，IQe则为这几台同时启动的电动机的额定启动电流之和；
∑Ie：其余电动机额定电流之和； Iz≥IQe+ Kx∑Ie=23.136=138.6A
过载电流为25A；即Id=138.6/25=5.54整定值取6倍， Iz=2536=150A
（2）灵敏度系数校验：Id（2）/Iz≥1.5=4643/150=30.95＞1.5 灵敏度符合要求
8、212402下巷溜子总控保护整定计算 1.1.组合开关型号：QJZ-1600/1140（660）-8 开关额定电流：400A 开关额定电压：1140V 总负荷：40kw 电机额定电流：23.84A 安装地点：爬坡溜子头
1.2.两相短路电流计算：选择短路保护装置的整定电流时，需计算两相短路电流值，按照《煤矿电工手册》第十三章，两相短路电流利用查表法进行计算。根据系统电抗换算长度、高、低压电缆的换算系数和换算长度，从表13-1-9c、13-1-9d、13-1-8a查出；两相短路电流计算也可以用公式法进行计算，在本计算方法中采用查表法进行计算。
LH=K1L1+K2L2+??+KnLn+Lx+KgLg 式中LH——电缆总的换算长度，m；
K1、K2??Kn——换算系数，各种截面电缆的换算系数，可从表中查得；
L1、L2??Ln——各段电缆的实际长度，m； Lx——系统电抗的换算长度，m；
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郑州磴槽企业集团金岭煤业有限公司 《212402综采工作面作业规程》
Kg——电缆折算至低压侧的换算系数； Lg——电缆的实际长度，m。
电缆的换算长度，是根据阻抗相等的原则将不同截面和长度的高、低压电缆换算到标准截面的长度，在1140V供电系统中，以50mm2作为标准截面；
（1）系统电抗的换算长度，可由《煤矿电工手册》13-1-9c中查到； Lx=26.1m
（2）高压电缆的换算系数，可由《煤矿电工手册》13-1-9d中查到；K1=0.006、K2=0.011；然后求其换算长度；
L1=K1L1+K2L2=0.00631300+0.01131100+=19.9m
（3）低压干支线的换算长度，可由《煤矿电工手册》13-1-8a中查到； L3=1.913280m=534.8m （4）求总的电缆换算长度： L=26.1+19.9+534.8=580.8m
查《煤矿电工手册》13-1-26表得两相短路流Id（2）=1911A 1.3.过载整定： Ie =23.84
过载电流整定为25A； 1.4短路保护整定
（1）根据《保护装置整定细则》第二章电缆线路的短路保护整定规定第6条；保护电缆干线短路保护整定按公式Iz≥IQe+ Kx∑Ie
式中：Iz：过电流继电器的动作电流整定值；
IQe：容量最大的电动机的额定启动电流，对于有数台电动机同时启动的工作机械，若其总功率大于单台启动的容量最大的电动机功率时，IQe则为这几台同时启动的电动机的额定启动电流之和；
∑Ie：其余电动机额定电流之和； Iz≥IQe+ Kx∑Ie=23.8436=143.04A
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郑州磴槽企业集团金岭煤业有限公司 《212402综采工作面作业规程》
过载电流为25A；即Id=143.04/25=5.7，整定值取6倍; 短路电流Iz=2536=150A
（2）灵敏度系数校验：Id（2）/Iz≥1.5=1911/150=12.74＞1.5 灵敏度符合要求
9、212402运输上山胶带保护整定计算 馈电型号为：KBZ-400(660/1140)
馈电开关额定电流：400A 开关额定电压：1140V 总负荷：160kw 最大负荷：160KW 安装地点：212402运输上山胶带头
1.2.两相短路电流计算：选择短路保护装置的整定电流时，需计算两相短路电流值，按照《煤矿电工手册》第十三章，两相短路电流利用查表法进行计算。根据系统电抗换算长度、高、低压电缆的换算系数和换算长度，从表13-1-9c、13-1-9d、13-1-8a查出；两相短路电流计算也可以用公式法进行计算，在本计算方法中采用查表法进行计算。
LH=K1L1+K2L2+??+KnLn+Lx+KgLg 式中LH——电缆总的换算长度，m；
K1、K2??Kn——换算系数，各种截面电缆的换算系数，可从表中查得；
L1、L2??Ln——各段电缆的实际长度，m； Lx——系统电抗的换算长度，m； Kg——电缆折算至低压侧的换算系数； Lg——电缆的实际长度，m。
电缆的换算长度，是根据阻抗相等的原则将不同截面和长度的高、低压电缆换算到标准截面的长度，在1140V供电系统中，以50mm2作为标准截面；
（1）系统电抗的换算长度，由《煤矿电工手册》13-1-9c中查到； Lx=26.1m
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郑州磴槽企业集团金岭煤业有限公司 《212402综采工作面作业规程》
（2）高压电缆的换算系数，可由《煤矿电工手册》13-1-9d中查到；K1=0.006、K2=0.011；然后求其换算长度；
L1=K1L1+K2L2=0.00631300+0.01131100+=19.9m
（3）低压干支线的换算长度，可由《煤矿电工手册》13-1-8a中查到； L3=13370m=370m （4）求总的电缆换算长度： L=26.1+19.9+370=416m
查《煤矿电工手册》13-1-26表得两相短路流Id（2）=2436A 1.3过载整定： Ie =16031.15=184 过载电流整定为185A； 1.4.短路保护整定
（1）根据《保护装置整定细则》第二章电缆线路的短路保护整定规定第6条；保护电缆干线短路保护整定按公式Iz≥IQe+ Kx∑Ie
式中：Iz：过电流继电器的动作电流整定值；
IQe：容量最大的电动机的额定启动电流，对于有数台电动机同时启动的工作机械，若其总功率大于单台启动的容量最大的电动机功率时，IQe则为这几台同时启动的电动机的额定启动电流之和；
∑Ie：其余电动机额定电流之和； Iz≥IQe+ Kx∑Ie=16031.1536=1104A
过载电流为185；即Id=1104/185=5.97，整定值取6倍; 短路电流Iz=18536=1110A
（2）灵敏度系数校验：Id（2）/Iz≥1.5=2436/1110=2.2＞1.5 灵敏度符合要求
附图13：工作面供电系统示意图 附图14：工作面供电设备布置示意图
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