14#410盘区开采设计说明书采煤专业毕业设计.doc

14层410盘区开采设计说明书目录第一章 采区地质特征4第一节 采区概况4第二节 采区地质情况4第三节 采区储量和生产能力7第二章 采煤方法及采区巷道布置9第一节 采煤方法的选择9第二节 矿压观测情况10第三节 采区巷道布置11第四节回采工艺及劳动组织18第五节采区准备24第三章 采区运输、供排水与供电24第一节 采区运输25第二节 运料、排矸系统25第三节 采区供排水和洒水系统25第五节 采区供电、压风系统26第四章 通风与安全36第一节、矿井通风方式36第二节、通风系统36第三节、风量配置36第四节 通风构筑物41第五节 安全措施41第五章 采区巷道规格及支护方式43第一节、概述43第二节、采区巷道规格及支护方式43第六章 采区设备选型及计算44第一节 采煤机的选型及计算44第二节 运输机的选型及验算44第三节 顺槽设备的选型48第四节 支架的计算与选型57第五节 其他设备的选型60第七章 采区主要技术、经济指标60第一节 劳动生产率61第二节 盘区主要技术经济指标表62第八章 安全技术组织措施62第一章 采区地质特征第一节 采区概况一、位置、开采范围与邻近采区关系：14-2煤层410盘区位于煤峪口矿井田西北部，东南与408盘区（正在开采）相接，东部隔矿界煤柱与忻州窑矿相邻，北部与412盘区相接（14-2煤层未采），西部以900大巷为界。盘区走向长约2080米，倾斜长1020米，面积约2082360平方米。二、地貌、埋藏条件和钻孔情况：14-2煤层410盘区与地表对照，北部及中部较平坦，多为黄土覆盖。北西部及南部沟谷发育，沟谷以E-W向延展，长度为500-900米，沟谷最大切割深度为35米，沟底局部基岩出露。埋藏深度330.8-354.2m，西南部设有本矿西三、西四风井。地表海拔高度为1287.8-1325.4米，煤层底板标高956-996.1米。三、储量：14-2煤层410盘区地质构造属一类简单型。储量级别的确定主要取决于煤层的稳定程度及钻孔的工程线距。储量划分为A级储量。容重为1.37吨/米3。盘区北西部3-A，面积1165840米2，煤厚2.21m，储量353.0万吨；盘区中西部6-A，面积192120米2，煤厚1.60m，储量42.1万吨；盘区南东部4-A，面积724400米2，煤厚1.48m，储量146.9万吨。共计工业储量542.0万吨，可采储量420.6第二节 采区地质情况一、地质构造：该区地质构造简单。主要的地质构造为：1、煤层总体由北西向南东呈单斜层布，煤层倾角1-5°，平均2°。2、受次一级褶皱构造的影响，盘区中部发育宽缓的背斜、向斜构造，两翼煤层倾角2-5°，对煤层开采影响不大。 3、由11、12#410盘区揭露的断层推断14#410盘区的预测断层 F1、走向15°，倾角285°，落差2.2-2.68m。二、煤层： 该盘区14-2煤层全区内赋存，煤层厚度1.1-2.92m，平均1.75m，为井田内主要可采煤层之一。北部及中部煤层厚度1.62-2.95m，平均2.21m。南部煤层1.11-1.81m，平均1.48m，埋藏深度330.8-354.2m，可采指数100%，煤层变异系数28.60%。煤层走向：E-W-NW-SE、倾向E-NE。煤层结构较为复杂，盘区北中部48381、48375、48376、48377号钻孔含1-3层0.2-0.65m的细砂岩夹石。三、煤种和煤质： 本区煤种为2#弱粘煤，根据该区内和临近钻孔煤质化验资料，煤质情况如下表：四、瓦斯和煤尘：1、根据钻孔煤样化验，气体涌出量为：CO2：4.81ml/g，CH4:2.68ml/g2、煤尘爆炸指数为2632%，自燃发火期为612个月。五、水文地质：水文地质条件简单，主要为：1.14-2煤层本身微量含水。2.上伏11、12#410盘区正在开采，煤层总体呈单斜展布，北西高南东低。与14-2煤层410盘区层间距2.5-14.8m。随着11、12#410盘区的开采，采空区低洼处会积聚大量的积水。在开拓14#410盘区时，针对上伏11、12#410盘区采空积水情况编制专门的探放水设计。3.上伏3#煤层410煤层盘区已采空，与14-2煤层410盘区层间距133.7-149.2m，平均142.1m。2007年5月，从地面施工水文观测孔，探测3#410盘区采空区低洼处积水。经探测，无积水。对14#410盘区影响不大。灰份Ad(%)5.56-16.02硫Std(%)0.41-2.23水份Mad(%)0.83-2.89磷Pad(%)0.0122-0.0535挥发份Vdaf(%)22.64-32.73发热量(MJ/kg)Qgr.v.daf(MJ/kg)31.38-34.45六、煤层顶底板及与11、12#合并层层间距：1.顶板自14-2煤层向上。（1）、直接顶：多为黑灰色粉细砂岩互层或灰白色中粒砂岩。厚1.3-2.8m。致密、平坦状断口，质硬，性脆。（2）、老顶：灰色细粒砂岩，2.6m，成分以石英为主，次为长石 、云母、钙质胶结，微波状层理，质较硬。（3）、底板：直接底，深灰色粉细砂岩互层 ，3.8m，致密，水平层理。含植物化石及黄铁矿结核，质硬，性脆。2.11、12#层与14-2层间距 14-2煤层410盘区与11、12#410盘区层间距2.5-14.8m。其中西部层间距较大，一般为6.0-14.8m，东部层间距一般为2.5-6.0m。（详见14-2煤层410盘区层间距等厚线图）2、断层一览表三断层情况：根据11-12#410盘区已揭露的断层，预计14#410盘区断层发育情况如下表：断层走向倾向倾角性质落差11-12层断层位置对应14#层断层位置F1197°287°45-60°正2.02.68m11-12#51002下巷24#测点前34m，工艺巷17#测点前2.5m14#410盘区北侧F25°95°70°正0.4m11-12#51022下巷11#测点前2m14#410盘区南部与408盘区分界处F350°95°75°正1.6m11-12#51022下巷11#测点前10mF445°135°75°正4.0m11-12#51022下巷11#测点前23mF522°292°68°正4.2m11-12#51022下巷13#测点前10.9mF610°100°75°正1.8m11-12#皮带巷27#测点第三节 采区储量和生产能力一、采区范围：盘区走向长2080米，倾斜长1020米，面积2082360平方米。二、储量：14-2煤层410盘区地质构造属一类简单型。储量划分为A级储量。容重为1.37吨/米3。盘区北西部3-A，储量353.0万吨；盘区中西部6-A，储量42.1万吨；盘区南东部4-A，储量146.9万吨。共计工业储量542.0万吨，可采储量420.6万吨。工业储量 =542.0万吨可采储量 =420.6万吨布面储量=393.1万吨可采出煤量=354.2万吨。三、盘区生产能力1、生产能力AB=h1×h2×n×A0=1.05×1×1×1330=1396(t/d)式中：A0-回采工作面平均生产能力，A0=1330t/d； n-同时生产的回采工作面个数,n=1； h1盘区掘进出煤系数，h1=1.05 ； h2工作面间出煤系数，h2=1。2、盘区生产能力验算 运输设备能力验算KAB1.3.×1396为保证盘区生产能力A1 259(t/h) Tn 10×0.7式中：A1盘区皮带最低运输能力， ；K产量不均衡系数，K1.3；T盘区皮带日出煤时间，取T10h；n- 运输设备正常工作系数，n=0.7。本盘区使用SSJ80型皮带机，其运输生产能力为400t/h大于盘区生产能力259 t/h，故验算合格。 盘区通风能力为满足生产能力，要求AbA2A23669()式中：A2通风系数能满足的生产能力，；V巷道允许最大风速，V6；S回风巷净断面，S11.21m2；C-日产吨煤供风量，C1.1。根据计算ABA2，故验算合格。 盘区生产能力年生产天数按300天计算，则年生产能力为：AB1396×300/1000041.9万吨/年，掘进出煤3万吨/年。取生产能力45万吨/年。四、设计服务年限：根据储量计算，本盘区可采出煤量为354.2万吨，盘区设计生产能力为45万吨/年，则盘区服务年限为： Q采出 354.2T= 7.87（年）8年 AB 45式中：T盘区服务年限，年；Q采出盘区可采出煤量，Q采出 354.2万吨；AB盘区生产能力，AB45万吨/年；即410盘区14层服务年限为8年。第二章 采煤方法及采区巷道布置第一节 采煤方法的选择一、现生产盘区采煤方法：现生产盘区为11#层410盘区、14307、408盘区，工作面长度108160，推进长度为6001600m左右。采用倾（走向）长壁后退式全部垮落法开采，端头斜切进刀，双向割煤，见顶见底（当煤层厚度大于采高时见底留顶）开采。二、本盘区采煤方法1、采煤方法：根据地质条件和煤层赋存及11410盘区巷道布置，盘区内工作面均采用走向长壁后退式全部垮落法综合机械化开采。2、回采工作面布置及主要系统工作面布置：为便于集中管理，减少井巷工程量，工作面采用双巷布置，一条为机轨合一的进风皮带顺槽，另一条为回风轨道顺槽。主要参数：根据11410盘区工作面巷道布置，结合综采设备情况和同类工作面情况，确定工作面长度为146米，顺槽间煤柱为34米。3、首采面确定依据：根据地质条件和煤层赋存情况，所以本盘区采用后退式回采，选择盘区最西面的81002面为首采面，加之该面地质构造简单，煤层稳定，故选择该工作面作为首采面。第二节 矿压观测情况本工作面采用综采压力记录仪监测顶板压力情况,根据工作面长度，全工作面布置5条测线,分别布置在5#、30#、55#、80#、100#支架上。整个工作面安装5 块压力记录仪，并在每架支架上安装一块双针压力表对工作面进行顶板动态连续监测。监测方法和数据处理按局矿有关规定执行。泵站压力不小于30MPa.初撑力要大于24MPa.乳化液浓度必须达到35%。矿压综合治理措施：1、综采工作面端头及超前支护要加强，超前支护的距离暂定不少于20米，在开采中要进一步探索，准确科学地规定防治初次来压和周期来压的超前支护距离。2、超前支护采用单体液压支柱进行支护。3、严禁工作面两端头有悬板，如有悬板时必须进行放顶处理。4、进行强制放顶时，操作人员应在支护完好的安全地区内作业。5、作业规程中明确规定初次放顶步距和日常放顶步距。6、如需采用断顶措施时，爆破沟应有足够的长度，宽度和高度，保证采空区顶板充分冒落。7、实施防治措施应有记录，记录内容包括实施措施的时间、地点、人员、实施方法和具体参数等。8、治理措施实施后必须进行效果检查。治理效果确认后才能进行掘进或回采工作。 9、回采工作面必须保持直线，严禁出现台阶开采。回采工作面的顶板管理必须采用冒落法管理顶板或人工强制放顶的措施。第三节 采区巷道布置一、选择开拓方式的依据：1、14层410盘区开拓方式为盘区绕道式。11层至15层900大巷有2个煤仓，11层内有沿顶回风巷、轨道巷，沿底皮带巷和14层底板下轨道巷。2、14层开采工作面布置和11层工作面要对应，有利于工作面的管理。3、14层煤层厚度1.1-2.92m，平均1.75m。二、开拓方式及盘区巷道具体布置：410盘区14层开拓方式与11层一样，绕道、煤仓均采用11层已形成的系统。存在的不同之处在于新掘进轨道巷，皮带巷，回风巷，盘区形成三巷布置。三、 盘区巷道布置根据410盘区14层现有巷道，初设时主要考虑盘区皮带巷、轨道巷、回风巷的空间层位及位置关系提出以下三种方案进行比较。则一：由14#层8714斜井中部开口（14#层煤层底板下1.5m），施工甩车场及系统巷，再平行掘进盘区轨道巷、皮带巷和回风巷，与11层回风巷、皮带巷和轨道巷留设一定距离的煤柱；其中14层皮带巷与11层皮带巷内错8米，14层回风巷与11层回风巷内错18米，14层轨道巷巷与11层轨道巷内错11米，根据相领矿井与我矿14层307、408盘区的开采经验，14层410盘区工作面顺槽与11层410盘区工作面顺槽内错7米，眼切巷与矿界保持20米的最小煤柱。则二：在方案一的基础上将回风巷与轨道巷的位置互换。则三：由14#层8714斜井中部开口（14#层煤层底板下1.5m），施工甩车场及系统巷，再平行掘进盘区轨道巷、皮带巷，与11层皮带巷和轨道巷留设一定距离的煤柱，回风巷利用原11#层总回风巷。由于现11层仍在进行回采，为了不影响11层的回采进行，方案一与方案二均与西四风井沟通，建立独立的通风系统，这样既可不影响11层的回采进行，又解决了和11层漏风的问题。三种方案如附图所示：项目项目方案一方案二方案三优点1、回采系统巷道安全可靠，2、根据11#层回采的经验，该系统较稳定。1、工作面回风系统相对简单，回风系统巷坡度没有形成波浪。1、减少掘进量，缩短工期。缺点1、掘进盘区巷道时的系统巷较长。1、工作面运料系统长，增加巷道掘进量，因而增加系统形成周期。2、回采工作面运料系统相对复杂，由于盘区巷道基本处于同一水平，盘区轨道巷位置又处于盘区最外侧。工作面运料系统巷在穿越盘区皮带巷与回风巷时，是必会使工作面运料系统巷的坡度形成波浪，增加运输上的安全隐患，并且增加绞车的安设数量。3、停采线位置与盘区较远，降低回采率，造成资源浪费。1、由于11#410盘区正处于回采阶段，如果此时采用方案三，是必增加11#410回风巷的开口位置，回风巷应力显现更加明显，同时增加巷道维护费用，严重时影响生产。2、给通风管理产生更大的难度，不利于封堵，由于14#工作面回风系统穿越11#巷道多，一旦11#410盘区通风系统遭到破坏，直接影响井下人员的安全、生产。备注综上，选择方案一因此，以上三种方案，在所提出的三个方案对比中，由于主要只是针对盘区皮带巷、轨道巷、回风巷的空间层位及位置关系进行比较，其它方法和方式基本一致，所以机电设备的型号、数量没有可比性，所以只作工程量和投资费用及技术特点的优劣比较，经过各种技术经济比较，最终得出结论采用第一方案。四、盘区巷道位置选择本盘区布置三条盘区巷，由北向南依次为盘区轨道巷、盘区皮带巷、盘区回巷，其中盘区回风巷与盘区皮带巷中心距为50米，盘区皮带巷与盘区回风巷中心距为48米。五、 回采巷道与盘区联接1、皮带顺槽和盘区皮带巷联接：皮带顺槽从盘区轨道巷下部穿过（需设风桥）与盘区皮带巷直接联通。2、回风顺槽和盘区回风巷联接：回风顺槽从盘区皮带巷上部穿过（需设风桥）与盘区回风巷直接联通。第四节回采工艺及劳动组织一、回采工艺1、回采工作面实行“四、六”制作业，三班生产一班检修准备，生产班开机率60%。2、工作面采用MG300/700-AWD采煤机割、装煤， SGZ-764/400型刮板输送机运送煤炭，截割方式为端头斜切进刀，双向割煤，工作面见顶见底开采。3、工作面采用ZZS56001428型支撑掩护式液压支架，工作面端头两架ZZS6000/17/37型液压支架进行支护和6根DZ单体支柱配合型梁管理顶板，超前支护采用双排单体支护，两顺槽均要超前工作面不小于30米范围。为了对各煤层选择适当的采煤方法，必须详细研究煤层的赋存条件和地质特征，以及生产矿井实际使用经验，根据该矿井的煤层的赋存条件和地质特征及该煤层的赋存较为稳定。煤层倾角变化较大，平均8°，煤厚平均2.3m，属中厚煤层，结合以上因素和周围邻近矿井的实际采煤经验，采用综合机械化倾斜长壁后退式采煤方法。（一）、割煤工作面落煤与装煤由一台MG300/700型双滚筒采煤机完成，采用双向割煤方式割煤，沿工作往返一次进两刀，采煤机装割剩的浮煤在移溜时装入溜内，刮板输送机外面的浮煤由人工清理。为了避免溜头下窜，可采用分组移架的方式，或将工作面变成斜工作面，使头尾相差1020 m。割煤前做好准备工作，给变频器供水并空载运行35分钟，发现问题及时处理，严禁带病运转。割煤时要掌握好滚筒升降的位置，将顶底煤割净，割底时要将底板割平，不得丢底，不得留有台阶伞檐，煤壁要割成一条直线。当工作面采到变薄区域时，如果采煤机不能正常通过，就考虑挑顶起底，使之达到规定高度。采用端头斜切进刀，当采煤机到尾，左滚筒进入顺槽后，然后降左滚筒升右滚筒，把采煤机右部的刮板输送机移到煤壁，采煤机沿刮板输送机方向载割进入煤壁。割过30 m时，将采煤机左边的刮板输送机推向煤壁，使刮板输送机成一条直线，然后右滚筒在下，左滚筒在上向溜尾方向割三角煤。割到尾后，再左滚筒在下，右滚筒在上向溜头方向割煤。采煤机割到溜头后，进刀方式与溜尾相同。附：端头斜切进刀示意图。（二）、移架移架方式：采用单架依次顺序式，支架沿煤机牵引方向依次前移，移动步距等于截深。采用及时支护方式，即在正常情况下，采煤机割煤过后应立即移架，及时支护新暴露的顶板。移架时为防止运输机回拉，可将邻架推移千斤顶的操作阀手把分别打到推溜位置。移架时，支架下降不宜过多，顶板破碎时必须带压移架。为了及时支撑顶板，采煤机割煤过后，应立即移架，若移架速度跟不上采煤机，或顶板破碎片帮较大时，决不允许空顶作业，必须停机移架。移过的支架升好后要严密接顶，必须达到所要求的初撑力，移架完毕后，操作手把必须打回零位，移架后其端面距不大于340 mm。支架应保持直线，并与刮板输送机垂直。移端头支架注意事项：端头支架采用本架手动操作方法。 移架前或行人经过端头伞檐前，首先要检查伞檐处有无零皮，活石等不安全隐患，若有时，处理后再移架通过。移架时端头伞檐处严禁任何人行走或停留，同时支架工更要注意。防止伞檐处有矸石冒落伤人。移架前，将支架座箱前的浮煤矸清理干净，移架时将邻架的操作手把打到推溜位置，阻力过大时不能硬移，查明原因进行处理。（三）、推刮板输送机采用顺序移溜的方式移溜，采煤机割煤过后，推刮板输送机滞后采煤机后滚筒15 m处进行，刮板输送机的弯曲段必须大于30 m，严禁出现死弯，每次推移必须推移一个步距，如机道有台阶，矸石等障碍物推不动刮板输送机，应进行返空刀或人工清理。推刮板输送机应在运转中进行，不准停机推刮板输送机，但停机后，允许推头尾机。推移后的刮板输送机要成一条直线。（四）、拉转载机移转载机前，应检查机头处巷道两帮及顶板情况，还要注意电机接线嘴和电缆距煤壁或泵站列车的距离，若有擦顶擦帮现象，必须提前处理禁止硬移。移转载机前必须清理推移装置及转载机周围的浮煤杂物，整理好电缆、液管，以防挤破。移转载机应在皮带尾两侧支设戗杠，用两根伸缩油缸在两侧同时拉，拉力要平衡，避免移偏，移动时，转载机两侧禁止行人停留或作业，防止挤伤人员。移转载机要注意转载机机头与皮带尾的搭接情况，机在皮带尾的承载机段上，同时注意转载机尾防止拉过。所有的戗杠要求支稳支平，并且穿铁靴，移转载机时，应先停机后拉。油缸、液管和密封圈，U型销要上齐上牢，拆接液管时，人员应避开液管的喷射方向，以防高压液射出伤人。用木柱做戗杠时，其小头直径不小于18cm，且粗细均匀，无腐烂现象。（五）、缩皮带机当转载机前移与皮带尾逐渐重叠达到缩皮带位置后，则应及时缩皮带、拆去中间架缩回机尾，将多余的皮带储存在储带装置中，再将皮带拉紧可试动转皮带。紧皮带时，皮带头尾必须在联系可靠时方可进行。缩皮带时，应先检查转载机头与皮带尾处的巷道高度清理上下帮及皮带架间的浮煤杂物，以保证通过所需的空间。检查移机尾装置的完好情况，保证绞车按钮灵活可靠，戗压杠齐全牢靠。移转载机跑道架时，应慢速移动，阻力过大时不准硬拉，应查明原因进行处理，移动时绳道（油缸）上下帮及绳头（锚链）固定处不得行人或停留，移后的皮带运输机身保持平直，并与转载机搭接良好。伸缩时应正确使用皮带张紧绞车，使皮带具有足够的张紧力。皮带打卡时，要使用方尺，卡子要打齐压牢，皮带伸缩完毕要试运转，如有跑偏，刷边等不正常现象时要及时处理。皮带巷应备有30m，50 m的短节皮带，不允许对皮带随意截割。二、采高选择根据本盘区钻孔资料分析，14#煤层赋存较稳定，煤层厚度为1.12.92m，平均1.75m，采高可选择在1.42.8m。三、回采工作面生产能力1、截割一刀所用生产T:T=K1（L-l）（1 /V）t1 =1.3×（146-35）(1/3) 23 =72（min）式中： L工作面长度 L=146m； l缺口长度 l=35m； V截割速度 V=4m/min； t1进刀时间 t1=23min； K1每刀辅助时间系数 K1=1.3。2、日割刀数NN=60K2/（24-t2）T =60×0.55（24-6）/72 8（刀）式中： t2设备检修时间 t2=6 h； K2事故影响系数 K2=0.55。3、工作面日生产能力QQ=NLSMYC =8×146×0.5×1.75×1.35×95% 1330（t/d）式中： S截深 S=0.5m； L工作面长度L=146m； M采高 M=1.75m； Y煤容重 Y=1.75t/m3； 取95%的工作面回采率。根据计算，综采工作面生产能力大于设计生产能力。四、采空区的管理回采工作面采用全部垮落法管理采空区顶板随采随冒落，当顶板不能自行垮落时，用钻爆法强制放顶，初放距离20m，回采过程中，当悬顶面积大于2×10 m2、落三角处悬顶面积大于5×10m2时，必须进行局部放顶。工作面进行初次放顶及循环放顶时由放顶队编制专门措施经有关部门和领导审批后执行。五、综采工作面主要技术经济指标1、工作面参数：工作面长度： L=126146m连续推进长度： l=320920m工作面回采率： C=95%2、工作方式：年工作日： n=300 天作业方式： “四、六”制， 三班生产，一班检修生产班开机率： K=60%每刀割煤时间： 72min3、截割参数：进刀方式： 尾部斜切进刀自开缺口循环方式： 双向割煤平均采高： 1.75m截割速度： 4m/min有效截深：0.5m4、生产能力每刀产量： 175t日割刀数： 8刀日产量： 1330t日推进度： 4m第五节采区准备14#410盘区采用三巷布置，均为半煤岩的巷道，支护均为u29棚子支护。盘区为专用回风巷，巷内无电器设备，无人员作业。盘区开拓时先掘回风巷，盘区构成独立通风系统后再开掘其他巷道；各系统巷均由进风巷道开口，局扇供风；形成通风、进料、排水等系统后，再上机掘队组掘工作面正巷；回采面两巷贯通形成完整的通风系统后，开始搬家准备，工作面构成完整的通风、排水系统、具备瓦斯治理的各项功能和条件后方可进行回采。第三章 采区运输、供排水与供电第一节 采区运输一、大巷运输以装车点为主，其装载能力与集中煤仓和盘区煤仓的煤储量已在设计11层时进行过验算，不在做重复。二、盘区运煤系统：14层410盘区各工作面皮带顺槽14层410盘区皮带巷盘区溜煤眼盘区主煤仓。第二节 运料、排矸系统一、运料：307盘区一材料斜井307盘区轨道巷8714斜井14#层410轨道巷各工作面系统巷各工作面。二、排矸：各工作面盘区轨道巷8714斜井307盘区轨道巷溜矸眼。第三节 采区供排水和洒水系统一、14层各工作面小扬程水泵14层盘区轨道巷水沟900大巷水沟。水沟排水能力在11层设计时已验算，不在重复。二、上层采空区积水处理：从地质科提供的上伏11层采空区积水图可以看出11层采空区积水主要集中在盘区中部。所以在开掘各工作面顺槽后，工作面回采前打孔放下的水用水泵排至盘区轨道巷水沟内，每一个工作面上层积水未放前不得进行回采。三、洒水、配液：洒水、配液水源均由西三风井地面静压水池提供。14层静压水管路由西三风井入井，经900大巷307一材料斜井307盘区巷道8714斜井14#第四节 采区供电、压风系统一、供电：集中变电所410盘区14#层第一变电所各采掘面。 随着采煤机械化的发展，工作面电气设备总容量有较大幅度的增加，一个综合机械化采煤工作面的总容量已达2000多千瓦，工作面顺槽长1千多米，因此在发展煤矿采掘械械化同时，对井下供电提出了新的要求：1 提高采区供电电压。2 使用防爆移动电站，高压深入工作面以缩短低压供电距离。3 使用高压真空开关，干式变压器。4 广泛采用组合式电器设备。5 在采区电气安全方面有：a. 在采区广泛使用不燃性移动式屏蔽电缆。b. 使用漏电闭锁，有选择性漏电保护装置。c. 使用127伏的综合保护装置。d. 使用“三专两闭锁”保护装置。e. 采用动力载频信号。二、盘区概述及采区变电所位置确定根据生产需要，我矿决定对14#层410盘区进行开拓。14#煤层410盘区位于煤峪口矿井田西北部，东南与408盘区（正在开采）相接，东部隔矿界煤柱与忻州窑矿相邻，北部与412盘区相接（14-2煤层未采），西部以900大巷为界。盘区走向长约2080米，倾斜长1020米，面积约2082360平方米。1、 采区变电所位置确定的一般原则采区变电所是采区的动力中心，它的选择是否合理，对采区供电安全以及供电质量有直接影响。通常由采煤方法及采区巷道布置方式，煤岩地质条件、采掘工作面机械化程度、供电电压等级、工作面分布情况等因素决定。本设计对410变电所的位置选择和变电所的数量不做方案比较，根据技术科提供的14#层410盘区设计说明书，变电所的数量为2个，其具体位置详见410盘区采掘平面图。我们暂时以410溜煤眼为分界线对14#层410盘区负荷进行了分配，本设计只以14#层410第一变电所为例进行负荷计算及设备选择，另一变电所与此类似。三、 盘区供电系统概述及负荷分配确定14#层410盘区第一、二变电所电源来自307第一变电所，其接线方式为双电源两段母线，负荷分配见供电系统图。四、负荷统计根据技术科提供的14#层410盘区设计说明书中的具体要求，本设计按一个综采、二个机掘、一个普掘、盘区皮带、轨道巷绞车和专用风机设计。其中具体的绞车位置由技术科提供。1、根据煤矿电工手册矿井供电P5-10-16，一个采区变电所供给两个以上工作面的电力负荷，应按下式计算： KVA式中：S-所计算的电力负荷总视在功率，千伏安； PN-参加计算的所有用电设备额定功率（不包括备用）之和，千瓦； Kr-需用系数； cos-参加计算的电力负荷的平均功率因数； Ks-各工作面间的同时系数；2、统计结果见下表编号负荷名称工作电机总容量（KW）需用系数Kr加权平均功率因数cos计算负荷视在功率1综采18000560714402机掘3508060730073机掘3508060730074普掘150040785.75盘区皮带2001092226风机71109787轨道巷负荷皮带巷负荷1000.40.757.18合计3022.6/2484.2五、变压器容量、型号、台数的确定采区变电所是采区供电的中心环节，变压器选择是否合理，对采区安全生产影响很大，只有选择合理才能降低运行费用和设备投资。所以我们要对盘区内的所有负荷进行分类，进而选择合理的变压器台数及容量。本设计采用需用系数法来计算变压器容量式中：Sbj-变压器的计算容量，千伏安； Pei-参加计算的所有用电设备功率之和，千瓦； Kr-需用系数； cos-加权平均功率因数；盘区皮带干变的选择需用系数取K=0.9 cos=0.9Sb1=189.4KW可选1台BKSG-315KVA/6KV/660V干变。盘区绞车、运料、盘区水泵干变及普采工作面的选择这里取K=0.4 cos=0.7Sb2=142.8KW可选1台BKSG-315KVA/6KV/660V干变。风机干变的选择这里取K=1 cosWN=0.9Sb4=78KW可选1台BKSG-200KVA/6KV/660V干变。根据用电设备负荷统计，本设计共选用KSGB-315变压器两台、KSGB-200变压器一台（考虑变压器留有余量）。六、变电所电气设备的选择井下6千伏供电系统的电气设备选择，应根据设备适应场所，保护性能、室内布置、接线方式、经济费用等因素，同时要兼顾新技术的选择。1、选择原则（1）配电装置的额定电压应符合井下高压网络的额定电压等级。（2）配电装置的额定电流应不小于所控设备的额定电流。（3）配电装置的额定开断电流应不小于其母线上的三相短路电流。（4）动、热稳定性应满足母线上最大三相短路电流的要求。2、高压配电箱的选择根据高压配电箱适应的场所，保护性能，在满足可靠性的前提下，考虑经济技术合理性，尽可能选用国产先进产品，结合我矿实际情况，经综合分析，确定14#层410盘区第一变电所选用BGP9L-6AK型高压真空配电箱，技术数据详见它的使用说明书。3、高压配电箱的选择计算根据BGP9L-6AK型高压真空配电箱的技术数据，由负荷统计，按最大负荷时计算，并同时考虑以后的发展，本变电所总盘选择： 式中： Icc-空气温度为25度时电缆允许载流量，A；K-环境温度较正系数；表12-2-25取1.12In-用电设备持续工作电流，A； K x-需用系数； Pn -干线电缆所供的电动机额定功率之和，KW； Un-电网额定电压，V； cos-平均功率因数，见表10-3-1。得：考虑以后增加的负荷，选择配电箱（总盘）电流互感器变比选择为300/5。用同样方法可以计算选择其它高压配电箱。其选择结果见下表：编号型号额定电压（Kv）额定电流（A）变流比数量1BGP9L-6AK6300300/532BGP9L-6AK6200200/52(备用一台)3BGP9L-6AK6100100/544BGP9L-6AK65050/514、低压电器的选择（一） 选择的一般原则（1）低压供电线路的总开关一般选择低压真空馈电开关，KBZ为例。（2）照明选择照明、信号综合保护。（3）其它开关可选用QBZ-80开关。（二）选择计算根据上述原则及通过变压器二次侧电流对低压开关进行选择计算，本设计不做计算过程，并考虑到今后的负荷增加，选择时留有余量。其选择结果如下：编号型号额定电压（Kv）额定电流（A）台数备注1KBZ-40066030032KBZ-20066020053ZXZ8-2.5660/1271七、高压电缆长度、型号、截面的确定1、电缆长度的确定正确计算电缆长度，不仅能降低电压损失，节省电能，提高经济效益，降低投资，而且维护方便，保证供电质量，由于电缆具有一定的柔性，在敷设时必然出现一定的悬垂度。电缆长度计算公式如下：式中：LS-电缆实际长度，米； L- 巷道实际长度，米； K-增长系数，铠装电缆取1.05、橡胶电缆取1.1，电缆两端各留810米。2、电缆型号的确定电缆的型号主要依据电压等级、工作条件、敷设场所决定。本设计对高压电缆选用MYJV32 6/6KV型电缆，电缆长度由技术科提供的变电所的实际位置确定。3、高压电缆截面的选择（1）本设计按经济电流密度选择导线截面。式中：Ig-长时最大负荷电流；Jj-经济电流密度；得Sj=202/2.25=89.8mm2选型MYJV32 6/6KV电缆其规格为3×95（2）按长时允许电流校验所选截面用煤矿电工手册矿井供电中表12-2-7查得型MYJV32 6/6KV3×95截面的允许电流为246安>200安符合要求。（3）按电压损失校验高压电缆线路允许电压损失取5%故：UX=6000×0.05=300伏线路的电压损失约:故电压损失满足要求。八、变电所硐室与设备布置变电峒室应砌碹或用其他可靠的不燃性材料支护。峒室必须装设向外开的防火铁门。