E306工作面放顶煤开采设计说明书.doc

第一章 工作面概况
一、工作面范围
E306工作面位于矿井西南部，西部为F6断层，东部为E304工作面，南部为原北苍和井田边界，该工作面设计走向长426～475m，倾斜长140m，煤层倾角10°～24°，可采面积63070m2;工作面标高+910～+970 m。
地面位置位于矿井西南部，地表相对应为山坡丘陵地带，110KV紫云高压输送线路从面内通过，地表无重要建筑物。
二、煤层与储量
1、煤层赋存
区内厚度稳定，结构单一，属结构简单且赋存稳定缓倾斜煤层。煤层厚度（平均）5.18m。
2、本工作面储量计算边界：上至设计风巷，下至设计机巷，南至切眼，北至设计收作线，斜面积63070m2，煤炭容重1.45t/m3，平均煤厚5.18m，煤层受太义、北苍和破坏严重回采率为70%，则
地质储量：Q（N）地=63070×5.18×1.45=47.37（万吨）
可采储量：Q（N）可=47.37×70%=33.16（万吨）
3、顶底板情况表：
煤
层
顶
底
板
情
况
顶底板名称
岩石名称
厚度（m）
岩性描述
伪顶
泥岩
0～0.39m
松软、黑色不稳定，随采随落。
，随采随落
直接顶
泥岩、砂质泥岩
1.5m
深灰色，粉砂质结构，含少量植物化石碎屑。
老顶
中细粒砂岩
13.5m
灰色，成分以石英为主，夹有泥岩条纹，节理发育。
直接底
灰白色、炭质泥岩
0.7m
灰白色、块状、致密，断口平坦。
断口平坦
老底
砂质泥岩
2.55m
灰黑色、以石英为主，硬度中等。
三、地质构造及水文地质
1、地质构造
根据现有地质的资料分析，本工作面位于振义井田的东南部，地层走向NNE-SSW,倾向NW，表现为单斜褶皱构造，地质构造简单。此回采面为复采区，受太义、北苍和小窑破坏严重，对工作面的回采将产生严重影响。
构造
名称
性质
产状（褶曲或轴面）
对回采的
影响程度
走向
（°）
倾向
（°）
倾 角
（°）
落差
（m）
Fq1
逆断层
240
330
60
2
对工作面后期的回采产生较大的影响。
2、水文地质
井田内对煤层开采有影响的煤系地层含水层主要为山西组，山西组3号煤层上部的中、粗粒砂岩裂隙含水层，是3#煤的直接充水含水层，含水层富水性弱，对煤层开采影响较小；预计正常回采时，顶板垮落会导通上覆砂岩含水层，正常涌水量为0.8m³/h，最大涌水量4.0 m³/h；水文地质情况简单。
防治措施：定期观察地表塌陷裂缝等地质情况，发现问题及时回填治理，防止雨季地表水通过裂缝渗入井下；保证足够的排水能力，加强井上下水文动态观察，明确避灾线路，保证通信畅通，紧急情况及时撤人并汇报调度室。
四、开采技术条件
1、瓦斯
根据2016年瓦斯等级鉴定，矿井瓦斯绝对涌出量：2.37m3/t，相对涌出量为1.67m3/min。
2、煤尘：煤尘具有爆炸危险性。
3、煤层自燃：自燃倾向性等级为Ⅲ类，为不易自燃煤层。

第二章 回采工艺选择及采掘设备选型
第一节 回采工艺
一、采煤方法及确定依据
1、采煤方法
采用走向长壁后退式采煤法，综采放顶煤采煤方式开采，采放比为1:1.4，采用全部垮落法管理顶板。
2、确定依据
（1）采煤方法确定
根据E306工作面煤层赋存情况、顶底板岩性、工作面布置，振义煤业现有综采技术、设备、管理水平等，从安全和提高资源回收率，提高工作面单产和劳动生产率的角度考虑，采用走向长壁后退式采煤法，综采放顶煤采煤方式开采。
（2）采高确定
根据E306工作面煤层厚度（平均）5.18m，以及煤机、支架等装备情况，采高控制在2.0m±0.2m，综采放顶煤开采，最小采高不小于1.8m。
二、回采工艺
1、工艺流程
采煤机割煤——前部运输机运煤——推移前部运输机——移架支护顶板——放顶煤——后部运输机运煤——拉移后部运输机。
2、割煤方式及运行顺序：工作面采用端部斜切进刀双向割煤。
其工序如下：采煤机端部斜切进刀后推移运输机尾（头），然后，反刀割端部三角煤后，反向向另一端正常割煤。采煤机到达工作面另一端割透煤壁后，反向斜切进刀后推移运输机头（尾），然后，反刀割端部三角煤后，反向向另一端正常割煤。

第二节 采掘设备选型
一、掘进设备
1、风巷掘进设备：采用炮掘方式，1部80皮带，1部420链板机。
2、机巷掘进设备：采用炮掘方式，1部150皮带，1部40T。
3、切眼掘进设备：3部420链板机。
二、综采设备
（一）液压支架选型
本着支架要能顶得住，移得走，并满足工作面采高、倾角及通风等要求的原则，根据不同类（级）的顶底板所适应的架型，基于矿井资源开采条件，结合振义煤业实际，设计确定本工作面使用ZF2800/16/24S型支架。支护高度1.6～2.4m。
工作面支架支护强度校验：
综放支架所承受的载荷考虑顶煤和下部岩层两部分的重量，并考虑一定的动压系数。
P=K（P1+P2）
P1=γ1×B×[L×M2+M22tg（90-φ）/2]
P2=γ2×B×[L×H+h×（h+2M）×tg（90-φ1）/2]/2
式中P—支护合理工作阻力，KN/架；
K—动压系数，取K=1.7；
P1—支架上顶煤重，kN；
P2—上部岩层作用于支架上的静载荷，kN；
γ1—煤体容重，取13.73kN/m3；
γ2—上部岩体容重，取25.50kN/m3；
L—支架控顶距，L=5.4m；
h—上部岩体高度，取h=4.7m；
M2—顶煤高度，M2等于2.93m
φ—顶煤垮落角，取φ=70°；
φ1—上部岩体垮落角，取φ1=70°；
B—支架高度，B=2.4m
经计算，P=1797.4kN＜2500kN。
支架所承受的水平推力：
Ph=〔M2.γ1+M.γ2/（KP-1）〕.B.L
式中：KP—岩石碎胀系数，KP=1.5；
M—煤层厚度，M=5.33m
则：Ph=2561.98kN。
支架所承受的水平推力：
Pv=[M2·γ1+M·γ2/（KP-1）]·B·M1tg2（45-φ/2）
则：=36.2KN。
支架所受的合力
P=（ph2+pv2）1/2=2562.24kN＜2800kN
根据对矿压观察成果分析，可确定支护顶板所需的支架阻力为2562KN,小于现在工作面已安装的ZF2800～16/24S液压支架（工作阻力为2800KN），故满足要求。
（二）工作面其它配套设备
1、采煤机：型号为MG200-W型，功率200KW。
2、支 架：工作面选用ZF2800—16/24S支架。
3、运输设备：
①工作面运输机选用SGZ-630/220型刮板输送机两部。
②胶带运输机选用DTL80/75型，功率75KW。
③转载机：选用SGB-630/150型，功率75KW。
4、乳化液泵站：选用BRW200/31.5型乳化泵两台，装备两泵一箱。
5、喷 雾 泵：型号为BPW125/31.5。
6、E306综放工作面高压供电来自井下中央变电所高压开关柜，移变系统、开关放置在东采区南进风巷内；乳化泵放置在原E304移变硐室内。
工作面总装机容量为1016.5KW，电压等级为交流1140V和660V。工作面采煤机、前后部运输机、转载机、乳化泵供电电压均为1140V，由采区移变系统进行供电。皮带机、绞车、水泵供电电压均为660V，供电电源来自630馈电开关。
（1）工作面机电设备的负荷统计表
设备名称
型号
功率
台数
备注
采煤机
4MG-200
200KW
1

前部运输机
SGZ-630/220
2*110KW
1

后部运输机
SGZ-630/220
2*110KW
1

转载机
SGZ-630/75
75KW
1

皮带机
DTL-80/75
45KW
1

乳化泵
MRB200/31.5
75KW
2

喷雾泵
BPW125/31.5
75KW
1

回柱绞车
JH-14
18.5KW
1

水泵
WQ70-50-13
13KW
1

（2）供电路线
①KBSGZY-630/10/1.2KV移动变电站→400馈电开关 →照明综保→前部运输机→ 采煤机→备用开关。
②KBSGZY-500/10/1.2KV移动变电站→400馈电开关→后部运输机→转载机。
③KBSGZY-500/10/0.69KV中央变电所→630馈电开关→皮带、轨道运输及水泵→照明信号综保。

第三章 巷道布置及支护

一、巷道布置
工作面两顺槽相互平行，西侧的顺槽为进风顺槽，东侧的顺槽为回风顺槽，两顺槽都沿3#煤底板布置，切眼位于工作面南部。
工作面北部布置东采区南进风巷、东采区南回风巷。
二、断面选择
结合以往类似工作面断面的选择，本工作面巷道断面采用如下规格时，可以满足生产需求。
风巷：B×H＝3.5m ×2.8m；
机巷：B×H＝3.5m ×2.8m；
切眼：梁×腿＝3.0m ×2.6m；

三、支护设计
由于本区域内位于原北仓和及太义小窑破坏区，顶板已经严重破坏，再生顶板情况较差，根据以往类似综放工作面支护效果类比来看，E306工作面机风巷掘进时均采用矿用25U单棚支护时，可以满足生产要求。

第四章 通风系统
一、掘进期间通风
1、下降风巷掘进工作面通风系统的选择
下降风巷掘进工作面选择压入式局部通风机通风，下降风巷回风E304工作面切眼E304回风顺槽，然后进入东采区南回风巷。
2、掘进工作面风量计算
（1）按瓦斯绝对涌出量计算：
Q掘＝Q瓦×K/C
式中：
Q掘—工作面正头实际需要的风量，m3/min
Q瓦—掘进工作面瓦斯绝对涌出量，Q瓦=0.18m3/min
C—掘进工作面回风流中瓦斯允许浓度，取0.8％
K—掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，K=1.5
Q掘＝0.18×1.5/0.8％＝33.8m3/min
（2）按人数进行计算：
Q掘＝4N
式中：
N—掘进工作面同时工作的最多人数，取26（交接班时，含瓦检、安监等）
Q掘＝4×26＝104m3/min
（3）按炸药量计算需要风量kw：
Q掘＝25A
式中：A—爆破炸药最大用量，Kg
Q掘＝25×7＝175m3/min
（4）按风速进行验算
15×S<Q掘<240×S
式中： S---为巷道净面积9.2m2
计算所得138<Q掘<2208
按以上四式计算掘进工作面正头所需风量为：175m3/min
（5）按局部通风机的吸风量计算
Q局=Q吸+15S
式中：Q局—局部通风机进风口所需要风量，m3/min
Q吸—取局部通风机额定风量，FBD-NO6/7.5×2型局部通风机供风量为170--280m3/min，根据实际运行情况，结合我矿井下实际，取实际吸风量为280m3/min
15S—局部通风机安装处巷道通风在最低风速0.25m/s时与断面的乘积
因此，Q局＝280+138＝418m3/min
综上计算得知掘进工作面正头所需供风量应不小于175m3/min；为了避免形成循环风，局部通风机前的供风量大于418m3/min。因此选用两台FBD-NO5/2×7.5KW局部通风机向工作面供风，即可满足要求，其中：一台为主局部通风机，另一台为副局部通风机，并选直径为500mm的柔性胶质抗静电阻燃强力风筒。
二、回采期间通风
1、掘进工作面通风系统的选择
工作面采用独立通风系统，采煤工作面采用两巷布置U型上行通风方式，机巷进风，风巷回风。
2、采煤工作面风量计算
（1）按瓦斯涌出量计算
Qc =125qc×kc
式中：Qc ——采煤工作面实际需风量，m³/min；
qc——采煤工作面绝对瓦斯涌出量，m³/min，根据日常观测结果，相邻工作面瓦斯绝对涌出量取0.46m³/min。
kc——采煤工作面瓦斯涌出不均匀备用风量系数，根据观测取1.1。
Qc =125×0.46×1.1=64m³/min
（2）按气候条件计算
Q采= Q基本×K采高×K采面长×K温度
式中：Q采：采煤工作面所需风量 m³/min
Q基本：不同采煤方式工作面所需的基本风量 m³/min。Q基本=60×工作面控顶距×工作面实际采高×70%×适宜风速（取1.0m/s）
K采高：回采工作面采高调整系数（取1.1）
K采面长：回采工作面长度调整系数（取1.0）
K温度：回采工作面温度与对应风速调整系数（取1.0）
Q采= 60×5.7×2.2×70%×1.0×1.1×1.1×1.0=637m³/min
（3）按工作面每班工作最多人数（包括交接班）计算实际需要风
Qc=4 Nc m³/min
式中：Nc----采煤工作面同时工作的最多人数，40人
Qc=4×40=160 m³/min
（4）按风速进行效验
①按最低风速校验，工作面最低风量：
Qc﹥15SC=15×8.37=125.55m³/min
式中SC----采煤工作面的平均断面，8.37m2。
②按最高风速校验，工作面最高风量：
Qc﹤240 SC=240×8.37=2008.8m³/min
则：125.55m³/min﹤Qc﹤2008.8 m³/min
工作面风速符合《煤矿安全规程》规定。因此，综合上述计算与校验，工作面设计配风637 m³/min。

第五章 安全监控系统与通讯
第一节 安全监控
一、监控设备
矿井装备KJ95N监控系统，KDW65分站电源1台，KGJ16B瓦斯传感器3台，KDG15-220馈电反馈器3台（E304工作面切眼总馈电开关安装1台、风机开关采用双路供电安装2台），KGT15-1设备开停传感器4台，风筒风量状态传感器1台。
二、监控设备的安装位置
（一）采煤工作面
1、瓦斯监测监控仪表布置方式
在E304工作面切眼回风口向外5～10m安设一台KGJ16B智能型高低浓度甲烷传感器（T2），在E304工作面切眼工作面安设一台KGJ16B智能型高低浓度甲烷传感器（T1），将E304回风顺槽工作面10～15m安设的KGJ16B智能型高低浓度甲烷传感器改为（T混）。
2、监控传感器一览表
名 称
报警浓度
断电浓度
复电浓度
断 电 范 围
T1工作面
≥0.8%
≥1.2%
＜0.8%
工作面切眼及回风巷中全部非本质安全型电气设备
T2回风流
≥0.8%
≥0.8%
＜0.8%
工作面切眼及回风巷中全部非本质安全型电气设备
T混回风流
≥0.5%
≥0.5%
＜0.5%
工作面切眼、E304停采面及回风巷中全部非本质安全型电气设备

（二）掘进工作面
1、安装位置：瓦斯传感器T1安装在E304工作面切眼距迎头5米范围内（风筒对侧），瓦斯传感器T2安装在E304工作面切眼回风口，距三岔门10～15m范围，巷道长度每超过500米时，按T2要求增加一部瓦斯传感器T2a。瓦斯传感器T混安装在E304回风顺槽回工作面三岔门10-15m范围。传感器应垂直悬挂在支护良好无滴水的巷道顶板下300㎜处，且距巷帮不少于200㎜，并挂牌管理。监控分站安装在东采区南进风巷新鲜风流中。
2、报警浓度及断电范围：T1报警浓度为≥0.8%CH4，断电浓度为≥1.2%CH4，复电浓度为＜0.8%CH4；T2，T2a的报警浓度为≥0.8%CH4，断电浓度为≥0.8%CH4，复电浓度为＜0.8%CH4；T混的报警浓度均为≥0.5%CH4，断电浓度均为≥0.5%CH4，复电浓度均为＜0.5%CH4；T1、T2的断电范围均为E304工作面切眼掘进巷道及其回风流中全部非本质安全型电气设备。T混的断电范围为E304工作面切眼、E304停采面及被串区域内的全部非本质安全型电器设备。
3、掘进工作面局部通风机的风筒末端20m内应设置风筒状态传感器，当风筒末端无风或微风时安全监控系统必须切断该掘进巷道及其回风巷道内所有非本质安全型电气设备电源。

第二节 通讯
机巷利用矿井通讯系统实现工作面与外界的通讯的通讯联络。机巷皮带机机头、各转载点各安设一台电话机进行通讯联络；风巷上出口外30m处安设一台电话机进行通讯联络。

第六章 运输系统
第一节 煤炭运输系统
一、煤炭运输方式选择
均采用皮带或链板机机运输。
二、主要设备选型
1、掘进期间：
（1）风巷采用炮掘方式，1部80皮带，1部420链板机。
（2）机巷采用炮掘方式，1部150皮带，1部420链板机。
（3）切眼采用炮掘方式，3部420链板机
2、回采期间：机巷采用1部DTL80/75型皮带机，一部SGB-630/150型转载机。
三、运输路线
1、掘进出煤
（1）机巷出煤路线：迎头→E306进风顺槽→东采区南运输巷→东采区运输上山→南进风巷→主斜井→地面。
（2）风巷出煤路线：迎头→E306回风顺槽→E304进风巷→东采区南运输巷→东采区运输上山→南进风巷→主斜井→地面。
2、回采出煤
E306工作面运输机→E306工作面进风顺槽转载机、皮带机→东采区南运输巷皮带机→东采区运输上山皮带机→南进风巷皮带机→主斜井皮带机→地面

第二节 辅助运输系统
一、辅助运输方式
E306辅助运输采用斜巷多水平串车提升。
二、主要设备选型
（一）绞车选型
1、东采区轨道上山上口绞车及钢丝绳的选型与校验
该绞车选用JSDB-28型绞车，钢丝绳直径选用Φ24mm。
已知JSDB-28型绞车慢速时额定牵引力F＝280KN，巷道最大坡度α=24°，所牵引的最大重量为10500kg，钢丝绳的最小总破断拉力为354KN，绳重q=1.987kg/m，绳长460m，摩擦系数f1= 0.015，f2=0.15
(1)求实际需用的最大牵引力:
Pmax=Wg(sinα+f1cosα)+qLg(sinβ+f2cosβ)
=10500×(sin24°+0.015cos24°)9.8+1.987×460×9.8(sin24°+0.15cos24°)
=48.134KN＜ 280KN
(2)钢丝绳的安全系数校验：
K=FA/FMax=354/48.134=7.4>6.5
故选用绞车、钢丝绳均符合要求。
2、东采区南回风巷外段上口绞车及钢丝绳的选型与校验
该绞车选用JSDB-28型绞车，钢丝绳直径选用Φ24mm。
已知JSDB-28型绞车慢速时额定牵引力F＝280KN，巷道最大坡度α=15°，所牵引的最大重量为10500kg，钢丝绳的最小总破断拉力为354KN，绳重q=1.987kg/m，绳长460m，摩擦系数f1= 0.015，f2=0.15
(1)求实际需用的最大牵引力:
Pmax=Wg(sinα+f1cosα)+qLg(sinβ+f2cosβ)
=10500×(sin15°+0.015cos15°)9.8+1.987×460×9.8(sin15°+0.15cos15°)
=31.739KN＜ 280KN
(2)钢丝绳的安全系数校验：
K=FA/FMax=354/31.739=11.2>6.5
故选用绞车、钢丝绳均符合要求。
3、东采区南回风巷外段上口松架绞车及钢丝绳的选型与校验
该绞车选用JH-20型绞车，钢丝绳直径选用Φ17.5mm。
已知JH-20型绞车慢速时额定牵引力F＝200KN，巷道最大坡度α=10°，所牵引的最大重量为10500kg，钢丝绳的最小总破断拉力为191KN，绳重q=1.053kg/m，绳长300m，摩擦系数f1=0.015，f2=0.15
(1)求实际需用的最大牵引力:
Pmax=Wg(sinα+f1cosα)+qLg(sinβ+f2cosβ)
=10500×(sin10°+0.015cos10°)9.8+1.053×300×9.8(sin10°+0.15cos10°)
=20.383KN＜ 200KN
(2)钢丝绳的安全系数校验：
K=FA/FMax=191/20.383=9.4>6.5
故选用绞车、钢丝绳均符合要求。
（二）运料路线
地面料场→副井→井底南车场→一水平回风大巷→东采区轨道上山→东采区南回风巷→E306工作面风、机巷。
（三）进架路线
S311工作面（E305工作面）→东采区轨道上山→东采区南回风巷→E306工作面风巷→E306工作面切眼。
（四）出架路线
E306工作面→E306风巷→东采区南回风巷→东采区轨道上山→一水平回风大巷→一水平运输大巷→北翼进料联巷→北翼运输大巷→N302工作面。

第七章 压风、防尘（供水）、防灭火系统

一、压风供水
见压风自救与供水施救系统布置图
二、防尘
1、洒水系统
进风顺槽安装一路两寸水管，供采煤机、转载点灭尘、支架喷雾以及乳化液泵用水。回风顺槽安设一路一寸二水管，供巷道灭尘、冲洗用水。要求两巷水管每隔50m留设一个三通，便于接管使用。
2、两巷安设防尘管路，每50m设置一个三通，三通外接闸阀和不少于25m长（Ф13mm）的高压管按标准悬挂在行人侧。要求闸阀灵活、齐全。严禁跑、冒、滴、漏，水路不通不准开工。
3、皮带机、转载机、运输机等转载点，必须安设喷雾灭尘装置并固定，保证喷雾正常使用，开启阀门必须安设在操作人员一侧。
4、支架必须安设移架和放煤喷雾装置，设专人负责，保证正常使用。
5、采煤机必须有喷雾设施，严格执行“无水不割煤”制度，要求雾化程度高并能封闭滚筒，使用正常。
6、两巷距工作面每50m范围以内，各设2道净化喷雾，要求能覆盖全断面，由专人维护，保证正常使用。
7、两巷及工作面设专人冲洗煤尘，工作面每班冲洗一次。两巷距工作面50m内每班冲洗一次；50～100m范围内每天冲洗一次；100m以外每周冲洗一次，严禁煤尘堆积。
8、两巷水管进水处各安设一道过滤器。
9、两巷按标准各挂一组隔爆水袋，隔爆水袋规格为40L/袋，每周至少检查1次。隔爆水袋与工作面的距离必须保持在60～200m,距风门距离应大于25m。巷道净断面均为8.4㎡，两巷每组隔爆水袋不少于64个，棚区长度不少于20m，第一组隔爆水棚向外每200m设置一组。水袋要充满水，保证其完整无缺，设专人负责并挂牌管理。
10、压风自救系统，自斜井井口向下沿斜井安设型号为DN—125的钢管600m作为主管路，终止于南翼总回风巷口，由此分三路向各区域供气，每一分支管路间隔50m设一排气口（兼做放水口），间隔200m设一吸气站，终端设立排气阀和压力表。
11、两巷各设一组压风供水施救装置，要求距工作面切眼25～40m安设一组可移动压风供水施救装置，随采随移。压风供水施救装置每组水龙头不少于5个，且各部件连接牢固、可靠，不得存在无水、漏水或水龙头损坏现象，如有破损及时更换。
12、个体防护
进入工作面工作的所有人员必须佩戴防尘口罩。
13、煤层注水
技术负责人根据本工作面煤层特性，进行煤层注水设计。
三、防灭火
1、工作面进风顺槽皮带机头、油脂存放区及移变硐室，均应配备两个完好的8kg干粉灭火器和一个0.2m3的砂箱，两把小锹。
2、杜绝摩擦火花，冲击火花。遇有坚硬岩石时，采煤机不能强行截割；工作面出现冒顶漏石头时，必须提前处理；运输机液力耦合器必须按规定加注难燃液；皮带不跑偏，托辊运转灵活，不擦底。
3、井下使用的润滑油、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，并由专人定期送到地面处理，不得乱放乱扔。

第八章 供电系统
一、概述
E306工作面是综放工作面，机巷长442m，风巷405m，工作面面长140m，从中央变电所供电。
二、负荷统计与变压器选择
（一）负荷统计表
T1变压器负荷统计表
设备名称
电动机台数
电动机型号
额定功率
额定电压
额定电流
额定功率因数
启动功率因数
额定效率
启动电流倍数
M1,M8(刮板输送机)
2
YSB-132
132
1140
87
0.8
0.45
0.9
8
M2(转载机)
1
SZZ730-75
75
1140
47
0.85
0.45
0.96
6
M3(乳化液泵)
1
DYB-75（1140）
75
1140
47
0.88
0.43
0.96
6
功率
414
平均功率因数
0.85
T2变压器负荷统计表
设备名称
电动机台数
电动机型号
额定功率
额定电压
额定电流
额定功率因数
启动功率因数
额定效率
启动电流倍数
M4,M7(刮板输送机)
2
YSB-132
132
1140
87
0.8
0.45
0.9
8
M5(采煤机)
1
6MG-200W
200
1140
124
0.85
0.45
0.96
6
功率
468(含照明)
平均功率因数
0.85
合计总功率之和
882
（二）变压器选择
根据供电系统的拟订原则，变压器的选择原理如下：
1、变压器 T1选型计算

平均功率因数取0.85，当有功率因数补偿时，按计算的功率因数取值；选用型号为KBSGZY-500/10/1.2的移动变电站符合要求。
2、变压器 T2选型计算

平均功率因数取0.85，当有功率因数补偿时，按计算的功率因数取值；选用型号为KBSGZY-630/10/1.2的移动变电站符合要求
公式参数意义说明
—需用系数；
—平均功率因数；
—最大一台（套）电动机功率，；
—变压器需用容量，；
—变压器的负荷额定功率之和，。
（三）高低压电缆选择和校验
1、高压电缆选择和校验
编号
型 号
截 面
额定电压(V)
长度(m)
根数
空气允许载流量35℃(A)
负荷电流(A)
C13
MYJV42
120
10000
360
1
331
51.9
C14
MYPTJ
50
10000
1400
1
170
51.9
C40
MYPTJ
50
10000
15
1
170
27.1
（1）C13高压电缆截面选择和校验计算
①长时负荷电流

—需用系数，取
型号为MYJV42-3×120的高压电缆长时载流量为331A,满足要求。
②按热稳定截面选择高压电缆截面

三相最大稳态短路电流，A；
电缆芯线热稳定系数，查表取93.4。
③按允许电压损失校验高压电缆截面

（2）C14高压电缆截面选择和校验计算
①长时负荷电流

—需用系数，取
型号为MYPTJ-3×50的高压电缆长时载流量为170A,满足要求。
②按热稳定截面选择高压电缆截面

三相最大稳态短路电流，A；
电缆芯线热稳定系数，查表取93.4。
③按允许电压损失校验高压电缆截面

（3）C40高压电缆截面选择和校验计算
①长时负荷电流

—需用系数，取
型号为MYPTJ-3×50的高压电缆长时载流量为170A,满足要求。
②按允许电压损失校验高压电缆截面

《煤矿井下供配电设计规范》规定，电压损失百分数在正常情况下不得超过额定电压的5％，故障状态下不得超过额定电压的10％。
公式参数意义说明
—高压电缆所带负荷的需用系数；
—高压电缆所带的设备额定功率之和，；
—高压电缆的额定电压，；
—平均功率因数；
—额定功率因数；
经济电流密度，；
—热稳定系数；
短路电流作用的假想时间，；
电缆长度，；
—最大三相稳态短路电流，；
—平均功率因数角对应的正切值，；
—电缆的每公里电阻和电抗，；
—电缆短路时热稳定要求的最小截面，；
—平均电压，；
—同时工作电缆的根数。
2、低压电缆选择和校验
编号
型 号
截 面
额定电压(V)
长度(m)
根数
空气允许载流量35℃ (A)
电压损失(V)
负荷电流(A)
巷道长度
C2
MYP-0.66/1.14
50
1140
50
1
173
1.6
46.5

C3
MYP-0.66/1.14
50
1140
10
1
173
0.3
45

C7
MYP-0.66/1.14
70
1140
100
1
215
8.4
185.7

C8
MYP-0.66/1.14
70
1140
180
1
215
7.6
92.9

C9
MYP-0.66/1.14
70
1140
20
1
215
0.8
92.9

C16
MYP-0.66/1.14
95
1140
10
1
260
0.8
207.7

C18
MYP-0.66/1.14
95
1140
420
1
260
33.7
214.5

C19
MYP-0.66/1.14
95
1140
3
1
260
0.1
91.5

C20
MYP-0.66/1.14
95
1140
3
1
260
0
45

C32
MCP-0.66/1.14
70
1140
280
1
215
19.4
124.1

C33
MYP-0.66/1.14
50
1140
45
1
173
0
0

C35
MYP-0.66/1.14
95
1140
15
1
260
1.4
232.8

C36
MYP-0.66/1.14
95
1140
420
1
260
37.8
237.8

C37
MYP-0.66/1.14
95
1140
3
1
260
0.1
124.1

C38
MYP-0.66/1.14
95
1140
3
1
260
0
0

C39
MYP-0.66/1.14
25
1140
3
1
113
0
0

C41
MYP-0.66/1.14
70
1140
100
1
215
8.4
185.7

C42
MYP-0.66/1.14
70
1140
180
1
215
7.6
92.9

C43
MYP-0.66/1.14
70
1140
20
1
215
0.8
92.9

T1变压器所带低压电缆
T1变压器电压损失计算

（1）C2电缆
①按长时负荷电流初选电缆截面

型号为MYP-0.66/1.14-3×50的低压电缆长时载流量为173A,满足要求。
②按允许电压损失校验电缆截面

③按热稳定截面选择高压电缆截面

电缆芯线热稳定系数，查表取93.4。
（2）C3电缆
①按长时负荷电流初选电缆截面

型号为MYP-0.66/1.14-3×50的低压电缆长时载流量为173A,满足要求。
②按允许电压损失校验电缆截面

③按热稳定截面选择高压电缆截面

电缆芯线热稳定系数，查表取93.4。
(3)C7电缆
①按长时负荷电流初选电缆截面

型号为MYP-0.66/1.14-3×70的低压电缆长时载流量为215A,满足要求。
②按允许电压损失校验电缆截面

③按热稳定截面选择高压电缆截面

电缆芯线热稳定系数，查表取93.4。
(4)C8电缆
①按长时负荷电流初选电缆截面

型号为MYP-0.66/1.14-3×70的低压电缆长时载流量为215A,满足要求。
②按允许电压损失校验电缆截面

③按热稳定截面选择高压电缆截面

电缆芯线热稳定系数，查表取93.4。
(5)C9电缆
①按长时负荷电流初选电缆截面

型号为MYP-0.66/1.14-3×70的低压电缆长时载流量为215A,满足要求。
②按允许电压损失校验电缆截面

③按热稳定截面选择高压电缆截面

电缆芯线热稳定系数，查表取93.4。
(6)C16电缆
①按长时负荷电流初选电缆截面

型号为MYP-0.66/1.14-3×95的低压电缆长时载流量为260A,满足要求。
②按允许电压损失校验电缆截面

③按热稳定截面选择高压电缆截面

电缆芯线热稳定系数，查表取93.4。
（7） C18电缆
①按长时负荷电流初选电缆截面

型号为MYP-0.66/1.14-3×95的低压电缆长时载流量为260A,满足要求。
②按允许电压损失校验电缆截面

③按热稳定截面选择高压电缆截面

电缆芯线热稳定系数，查表取93.4。
（8）C19电缆
①按长时负荷电流初选电缆截面

型号为MYP-0.66/1.14-3×95的低压电缆长时载流量为260A,满足要求。
②按允许电压损失校验电缆截面

③按热稳定截面选择高压电缆截面

电缆芯线热稳定系数，查表取93.4。
9. C20电缆
①按长时负荷电流初选电缆截面

型号为MYP-0.66/1.14-3×95的低压电缆长时载流量为260A,满足要求。
②按热稳定截面选择高压电缆截面

电缆芯线热稳定系数，查表取93.4。
3.2.1 T2变压器所带低压电缆
T2变压器电压损失计算

1. C32电缆
（1）按长时负荷电流初选电缆截面

型号为MCP-0.66/1.14-3×70的低压电缆长时载流量为215A,满足要求。
（2）按允许电压损失校验电缆截面

（3）按热稳定截面选择高压电缆截面

电缆芯线热稳定系数，查表取93.4。
2. C33电缆
3. C35电缆
（1）按长时负荷电流初选电缆截面

型号为MYP-0.66/1.14-3×95的低压电缆长时载流量为260A,满足要求。
（2）按允许电压损失校验电缆截面

（3）按热稳定截面选择高压电缆截面

电缆芯线热稳定系数，查表取93.4。
4. C36电缆
（1）按长时负荷电流初选电缆截面

型号为MYP-0.66/1.14-3×95的低压电缆长时载流量为260A,满足要求。
（2）按允许电压损失校验电缆截面

（3）按热稳定截面选择高压电缆截面

电缆芯线热稳定系数，查表取93.4。
5. C37电缆
（1）按长时负荷电流初选电缆截面

型号为MYP-0.66/1.14-3×95的低压电缆长时载流量为260A,满足要求。
（2）按允许电压损失校验电缆截面

（3）按热稳定截面选择高压电缆截面

电缆芯线热稳定系数，查表取93.4。
6. C38电缆
7. C39电缆
8. C41电缆
（1）按长时负荷电流初选电缆截面

型号为MYP-0.66/1.14-3×70的低压电缆长时载流量为215A,满足要求。
（2）按允许电压损失校验电缆截面

（3）按热稳定截面选择高压电缆截面

电缆芯线热稳定系数，查表取93.4。
9. C42电缆
（1）按长时负荷电流初选电缆截面

型号为MYP-0.66/1.14-3×70的低压电缆长时载流量为215A,满足要求。
（2）按允许电压损失校验电缆截面

（3）按热稳定截面选择高压电缆截面

电缆芯线热稳定系数，查表取93.4。
10. C43电缆
（1）按