炮采工作面设计说明书.docx

河南省煤层气开发利用有限公司

河南安林煤业有限公司

28051炮采工作面设计

说

明

书

生产技术科
2013年6月25日

目 录
第一章 工作面概况及危险源分析 - 3 -
第一节 工作面概况 - 5 -
第二节 危险源分析及采掘工艺、采面设计生产能力确定 - 6 -
第二章 28051工作面工程设计 - 10 -
第一节 工作面巷道布置 - 10 -
第二节 巷道断面支护设计 - 10 -
第三章 工作面各生产系统设计 - 11 -
第一节 主运输系统设计 - 11 -
第二节 辅助运输系统设计 - 11 -
第三节 通风系统设计 - 11 -
第四节 供电系统设计 - 15 -
第五节 供水及综合防尘系统设计 - 22 -
第六节 排水系统设计 - 23 -
第七节 通讯系统设计 - 23 -
第八节 监测监控系统设计 - 23 -
第九节 压风自救系统设计 - 24 -
第十节 防灭火系统设计 - 25 -
第十一节 采面液压系统设计 - 26 -
第十二节 采面照明系统设计 - 27 -
第四章 专项设计 - 27 -
第一节 防治煤与瓦斯突出专项设计 - 27 -
一、掘进期间的防突措施 - 27 -
第二节 瓦斯抽放专项设计 - 42 -
第三节 水害防治专项设计 - 42 -
第五章 注意事项及主要安全技术措施 - 45 -
第一部分 掘 进 安 全 技 术 措 施 - 45 -
第一节 炮掘施工安全措施 - 45 -
第二节 巷道维修安全技术措施 - 46 -
第三节 防治瓦斯 - 47 -
第四节 综合防尘 - 48 -
第五节 防火安全措施 - 48 -
第六节 爆破管理 - 50 -
第七节 防治水 - 53 -
第二部分 采 煤 安 全 技 术 措 施 - 56 -
第一节 一 般 规 定 - 56 -
第二节 顶板管理安全技术措施 - 57 -
第三节 防 治 水 - 58 -
第四节 爆 破 - 59 -
第五节“一通三防”及安全监控 - 60 -
第六节 运 输 - 63 -
第七节 机 电 - 64 -
第八节 初采初放安全技术措施 - 71 -
第三部分 瓦斯对掘进及回采的影响和瓦斯治理预期效果 - 73 -
第四部分 瓦斯超限、停送风电汇报及操作程序 - 73 -
附表：设备技术参数及相关图件 - 76 -

会审意见：
1. 按照设计要求及时制定详细规范的作业规程进行审批。
2. 本工作面施工期间需加强超前探放水工作，加强 YDZ直流电法仪探测，钻探配合验证。
3. 加强职工教育培训工作，所有施工相关人员必须进行培训，新增加工人必须培训合格持证上岗。

第一章 工作面概况及危险源分析
第一节 工作面概况
一、采面概况：
该面位于八采区上部；工作面东方向为28092工作面，西方向为八采区皮带运输平巷及护巷煤柱，北方向为八采区轨道、皮带、回风三条下山，南方向临近三采区采空区。
该面的标高范围为：-115m～-168.7m，高差53.7m；工作面走向长461～474m，倾斜长约140m，面积6.545万m２，储量42.2万吨，单产预计1.6万吨，服务年限预计26个月。
该工作面地面主要为丘陵农田和非矿井保护煤柱内的职工宿舍等建筑物，对开采无影响。
二、煤层及顶底板情况：
该设计工作面布置在八采区上部实体煤中，根据相邻工作面回采及现揭露的地质情况分析，本采面煤层厚度平均为4.5m；顶板为砂质泥岩，底板以灰黑色砂质泥岩及碳质泥岩为主；局部可能受火成岩侵蚀的影响，造成煤层变薄、变厚或尖灭等现象。
三、地质说明书：
本区地质构造不甚复杂,顶板、底板相对稳定，在掘进期间预计不会出现落差较大的断层，但是本区受岩浆岩侵蚀严重，赋存情况较为复杂，局部煤层呈鸡窝状分布，厚度不一；在施工中必须坚持超前探测，以掌握前方煤岩变化情况，正确指导施工。
掘进期间，为防止岩层裂隙水，应严格按照探放水设计，坚持“有掘必探，先探后掘，不探不掘”的探放水原则，严防透水事故发生。
工作面正常掘进设计工程时：要沿底板，施工时不能脱离底板，并且要加强顶板管理，要提前备足木板、枇笆及窜枇及临时支护，杜绝各类冒顶事故发生。
第二节 危险源分析及采掘工艺、采面设计生产能力确定
一、危险源分析
（一）瓦斯
根据河南理工大学2012年4月份对我矿八采区做突出危险性区域预测，预测指标煤层瓦斯含量最大值为6.39m3/t;瓦斯压力最大值为0.43Mpa，预测结果为无煤与瓦斯突出危险性。
（二）煤尘
在掘进及回采过程中的都会产生大量的煤（岩）粉尘；虽然经分析我矿二1煤尘不具有爆炸性，但我矿在实际掘进及回采过程中仍通过综合防尘措施进行粉尘的防治工作，以达到降低煤（岩）尘的效果。
（三）自燃倾向等级
我矿煤层自燃倾向等级为：III类不易自燃。
（四）水害
根据工作面掘进及回采情况分析，该工作面水害主要为岩层裂隙水和已进行封闭完毕的S1井在本工作面内，所以本工作面在掘进及回采期间，必须引起高度重视，做好水文观测、预报及防治水工作。掘进期间必须坚持“有掘必探，先探后掘”的原则，回采期间必须坚持“预测预报，先治后采”的原则；并在机巷、回风巷最低点分设水泵窝，根据排水量及排水高度选用适当型号的水泵一专一备两台，通过铺设的排水管路系统排出工作面。
（五）地温
安鹤煤田二1煤层底板测温深度为113.90～1195.96m，温度为14.56～33.42℃，地温梯度介于0.014～2.68℃/100m之间，恒温带深度为30m，温度为18℃。区域地温状况属低温低梯度矿区，虽有相对异常现象，但仍属正常地温范围
本矿及相邻生产矿井，实际生产中均无地温异常，属地温正常区。据区域钻孔测温资料，地温梯度为0.26～1.87℃/100m之间，亦属地温正常区。
综上所述，本区为低温低梯度矿区；矿区范围内二1煤层底板最低赋存标高为－610m，地面标高为141.0～209.9m，经推算，当二1煤层埋深在760m（煤底标高－610m）时，推算其最高地温为29.65℃，低于一级高温区下限（31℃）。因此，本区属正常地温区，不存在地温高温热害问题。
（六）矿压
该采面采深约352米，参照已掘成的巷道共同来分析，本工作面矿压显现不明显，对掘进及回采影响不是很大。但在掘进及回采的过程中仍需通过采取加强支护及顶板管理综合措施进行防治。
（七）地质构造
根据相邻28092上部工作面的地质资料综合分析，预计28051工作面中断层发育较小，预计对掘进期间施工影响不大。但在施工中仍要严格遵守预测预报制度，执行工作面防突措施，过断层时要制定专项措施，并严格按措施执行。
二、采、掘工艺
(一)掘进工艺
⒈掘进方法
依据煤层赋存条件、现有管理、装备水平及工人的熟练程度，采用沿底炮掘施工，单头掘进。
⒉掘进工艺：
⑴落煤方式：钻眼爆破法进行落煤。
⑵装煤：人工将煤（岩）用铁锨攉如巷道内的刮板运输机。
⑶运煤：机、风巷掘进采用刮板输送机配皮带运输，其中掘进风巷期间预计共采用3部SGB-420/30型刮板输送机运煤和两部650mm带式输送机联合运煤，掘进机巷及切巷期间预计共采用三部SGB-620/40T型刮板输送机、3部650mm带式输送机联合运煤；分装矸石采用1t矿车，经八采区轨道下山采用绞车提升；运输矿用工字钢棚支架采用专用料车。
⑷巷道支护：
①临时支护：
1）采用金属前探梁进行超前支护，以控制顶板，金属前探梁为长度不低于3m的11#矿工钢制作；采用防倒器控制巷道支架，严防出现倒架现象。
2）质量要求：使用2根金属前探梁作为超前临时支护，每根固定点不少于3处，前探梁要等距离布置，前探梁的每两个固定点之间至少间隔一棚，前探梁距帮一般500mm～600mm为宜，两端固定点处的前探梁要余出≮100mm，前探梁端距迎头煤（岩）壁≯200mm，前探梁与固定卡、固定卡与棚梁、前探梁与棚梁之间必须用木楔打上劲，倾斜巷道前探梁使用必须采取防滑装置。
②永久支护：
1）采用矿用11号工字钢梯形架棚支护；其中背木：长700mm,直径不小于50mm的硬质方木，小头直径不小于50mm；钢网：长×宽=1.2m×1.0m；木楔：硬质木料加工而成。机、风巷支护规格： 2.5m×2.5m梯形棚，棚距为600mm；切眼采用木梁配单体柱: 3.4m（梁长）×2.2m（腿长）矩形棚, 棚距为500mm；机巷机头硐室：2.0m×2.5m, 棚距为600mm；机巷皮带机头：3.0m×2.5m，棚距为600mm。
2）质量要求：
a、中线至任何一帮间距允许误差: -30～+50mm。
b、净高：机巷2.2、风巷2.2m、切眼2.0m，允许误差:-30-+50mm。
c、架棚应垂直于顶底板，平巷前倾后仰不超过±1°；斜巷向上山倾斜，每6～8°必须迎山1°，允许误差＋1°，禁止退山。
d、棚梁应保持水平，支架梁扭距（梁端）不允许超过50mm，棚距允许误差：-50～+50mm，棚梁接口离合、错位小于5mm，立柱斜度允许误差：-1～ +1°。
e、撑木梁头位置各一个，第二道梁下沿0.3处，第三道距第二道1.2m处。背木24块顶帮各8块，原则0.3m背一块，钢网1.2m×1.0m，7块/m。背木直径不小于50mm，背木间距为边-边300mm，布置要均匀整齐。
f、腰帮过顶要做到梁到梁窝、柱到柱肩，下至底板面，横平竖直。斜巷背板倾斜与巷道倾斜一致。木楔、背板、撑木、拉杆布置要符合质量要求，打紧背牢，严禁等劲棚出现。自迎头向后连续20棚使用防倒器，当铁棚撑前移后，及时在肩窝处补上永久性木棚撑(用直径不小于50mm硬质塘材截成)。
g、禁止出现超欠挖现象，如有空顶空帮，必须填实打上劲。
(二) 回采工艺
⒈采煤方法：
28051采面采用走向长壁后退式采煤法。
⒉回采工艺：
⑴落煤方式：爆破与手镐落煤相结合。
⑵装运煤
采面采用二部SGB-620/40T型刮板输送机运煤，爆破后启动输送机进行运煤，采用人工装煤方法。运输巷采用一部SGB-620/40T型刮板输送机、3部650mm带式输送机联合运煤。
⑶工作面支护：
28051采面支护形式：采用ZH2000/16/24Z型顶梁组合悬移液压支架，支架中心距1020mm，支架长度2800mm，宽度960mm，移架步距800mm，最大控顶距3.6m，最小控顶矩2.8m。
⑷采空区处理
28051采面采空区采用全部垮落法进行处理。
三、采面设计生产能力确定：
采煤方法为走向长壁后退式采煤，全部垮落法管理顶板。采面支护形式为ZH2000/16/24Z型顶梁组合悬移液压支架，循环进度0.8m／排，日推进0.6个循环。该采面煤层平均厚度4.5米，采长约140米,每排723吨／排,推进度约18米/月, 采面生产能力1.6万吨/月。
第二章 28051工作面工程设计
第一节 工作面巷道布置
工作面设计简述：
28051采面属于八采区上部实体煤工作面；本矿井属于煤与瓦斯突出矿井，但经河南理工大学鉴定八采区属非突出区；28051工作面作按走向长壁布置，采用整体顶梁组合悬移液压支架控制顶板。
28051采面机、回两巷及切眼均沿煤层底板掘进，工作面走向长461～474m，采长约140m。
根据目前八采区主要巷道、采面布置状况分析，28051工作面计划先施工回风巷，再施工运输巷和切眼，最后形成工作面。
第二节 巷道断面支护设计
巷道断面设计：
按工作面回采期间机巷设备最大外形尺寸:机巷选用650型胶带输送机，机头部分最大外形尺寸宽1950mm，高1500mm；掘进期间距迎头较近机巷段采用650型胶带输送机，机头部分最大外形尺寸宽1950mm，高1500mm和SGB-30型刮板输送机；风巷掘进期间采用650型胶带输送机或SGB-30型刮板输送机；采用小绞车运料等。
按照《煤矿安全规程》要求，为保证巷道在最终变形后能满足通风、行人、运输等安全生产需要，机头段选用净宽×净高=2.5m×3.0m梯形断面，棚腿扎角16°，机巷选用规格为2.5m(腿)×2.5m（梁）的梯形断面；风巷选用规格为2.5m(腿)×2.5m（梁）的梯形断面；切眼巷约140m选用（3×2m）×3.4m圆木配单体柱（或焊接柱）支护。
第三章 工作面各生产系统设计
第一节 主运输系统设计
1、采面运输设备
采面运输机：采面运输机初步决定选用二部SGB-620/40T型刮板输送机。
2、机巷运输设备
初步决定采用一部SGB-620/40T型刮板输送机,三部SPJ-650型带式皮带输送机。
3、出煤系统：
工作面→风巷、机巷→八采区二片盘（三片盘）煤仓→皮带下山→皮带运输平巷→主井底煤仓→主井→地面。
第二节 辅助运输系统设计
巷道设计辅助系统为绞车运输。
第三节 通风系统设计
一、掘进期间：
（一）掘进期间：
（1）通风系统
新鲜风，由东北运输大巷到八采区运输平巷，经局部通风机、风筒到工作面迎头；乏风从28051工作面掘进迎头回至八采区专用回风巷，最后经风井回至地面。
乏风：28051掘进工作面→八采区专回→风井→地面。
（2）局部通风方式：
采用压入式通风方式；掘进运输巷时，利用三片盘的两道防突风门，将局扇安装在防突风门以外；掘进风巷时，根据设计开口位置，在二片盘煤仓处新建两道防突风门，并将局扇安装在于皮带下山联巷中的防突风门以外。
（3）局扇选型：
①按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算：
Q掘 ＝100q掘·Kd/CP-Ci
式中：Q掘—掘进工作面需要风量，m3/min
q掘—掘进工作面回风流中绝对瓦斯涌出量，取0.40m3/min。
Kd—瓦斯涌出不均衡通风系数，炮掘工作取Kd=1.8～2.5,取1.9；
CP—巷道风流中最高允许的瓦斯浓度%
Ci—进风流中的瓦斯浓度%
则：Q掘＝100×0.40×1.9/0.98＝77.56m3/min=1.30m3/s
②按炸药使用量计算
Q掘＝25Aj
式中：Aj—掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，根据断面设计，取5kg；
故：Q掘＝25×5=125m3/min＝2.1 (m3/s)
③按局部通风机吸风量计算
Q掘＝Q扇吸×I掘+60×0.25×S
式中：Qf—掘进工作面局部通风机额定风量，28051掘进工作面准备使用FBD－№5.6/2×15KW对旋局部通风机，取最大吸风量Qf=270m3/min=4.5m3/s；
I—掘进工作面同时运转的局部通风机台数，取1台；
kf—为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，取1.1
则：Q掘＝4.5×1.1+0.25×6.1=6.47(m3/s)
④按工作面工作人员数量计算：
Q采＝4nj/60=0.067nj
式中：nj—掘进工作面同时工作的最多人数，取12人。
故：Q掘＝0.067×12=0.8 (m3/s)
⑤按风速进行验算：
取Q掘＝max{77.56、125、388.2、48}
60×0.25S＜ Q掘＜60×4S
即:60×0.25×6.1＜388.2＜60×4×6.1
91. 5m3/min＜388.2 m3/min＜1464m3/min
掘进工作面取Q掘＝388.2m3/min。满足风速验算的要求，根据计算该掘进工作面采用2×15KW局扇即可满足生产需要。
（二）采面回采期间：
1、通风系统
采面形成后，拆除28051运输巷防突风门，形成新风从28051工作面运输巷进入采面切巷，乏风经采面切巷及回风巷回至一、三采区专回，最后由风井排出。
2、采面供风量计算：
①按瓦斯涌出量计算：
Q采＝100·q采·KCH4/CP-Ci
＝100×0.73×1.5/（1.0-0.02）
＝111.74（m3/min）
＝1.8m3/s
式中：Q采—采煤工作面需要风量，m3/min；
q采—回采工作面瓦斯绝对涌出量， q采＝0.73m3/min
KCH4—采面瓦斯涌出不均衡通风系数，本矿按有突出危险性矿井设计，本工作面采用炮采，KCH4取值1.5。
CP—巷道风流中最高允许的瓦斯浓度%
Ci—进风流中的瓦斯浓度%
②按工作面气象条件计算
Q采=Q基本×K采高×K采面长×K温
其中，Q采——采煤工作面需风量，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×工作控顶距×工作面实际采高×70%×适宜风速（不小于1.0m/s，取1.5m/s）
K采高——回采工作面采高调整系数（取1.5）
K采面长——回采工作面长度调整系数（取1.3）
K温——回采工作面温度与对应风速调整系数（取1.1）
Q采＝60×0.3×2×70%×1.5×1.5×1.3×1.1
=81.08m3/min
=1.35 m3/s
③按炸药使用量计算：
Q采＝ m3/min
式中 AC—采煤工作面一次使用最大炸药量 kg；
Ac=u·L·m·d
u——炸药消耗量综合指标，取u=0.25kg/m3
L——一次爆破回采工作面长度，m
m——煤层厚度，m 按采高2m取值
d——循环进尺，m
Ac=0.25×30×2×1.0=15kg
Q采＝m3/min=6.25 m3/s
④按回采工作面同时作业人数计算：
每人供风≥4m3/min：
Q采＝4N＝4×37 ＝148（m3/min）；
式中 4—每人每分钟应供给的最低风量，m3/min；
NC—采煤工作面同时工作的最多人数为37人（含矿当班全部管理人员及安全、通风人员）。
⑤按工作面温度选择适宜的风速进行计算：
Q采＝60Vc·SC·Ki
＝60×1.2×6.1×1.3
＝570.9（m3/min）
式中：Vc—回采工作面适宜风速（回采工作面温度低于20度，取1.0—1.5 m/s），本次计算取1.2 m/s；
Sc—采煤工作面的平均有效断面积，m2；
Ki—工作面长度系数，工作面均按140m设计，取1.3。
⑥按风速进行验算：
取Q采＝max{111.74、81.08、375、148、585}
60×0.25S＜ Q采＜60×4S
即:60×0.25×6.1＜585＜60×4×6.1
91.5m3/min＜585 m3/min＜1464 m3/min
采煤工作面取Q采＝585m3/min。满足风速验算的要求，计算结果符合《煤矿安全规程》规定，故采面风量定为585m³/min。
第四节 供电系统设计
一、28051回风巷掘进期间供电：
（一）掘进28051风巷期间的主要用电负荷预计为专（备）用风机（2*15KW）、专（备）用排水泵（30KW）；铺设三部SGB-420/30型刮板运输机（30KW）和二部SPJ650-2*30皮带（2*30KW），电源从八采区上部配电所引入。
供电路线：井上变电站→井下中央变电所→八采区上部配电所→28051工作面各用电地点。

掘进28051回风巷供电负荷设计
序号
设备名称
型  号
功率
(KW)
设备
台数
电机
台数
合计
(KW)
电压（V）
使用
地点
1
胶带输送机
SPJ-650
2×30
2
2（备1台）
60
660
掘进巷
2
刮板输送机
SGB-420/30
30
3
3
90
660
掘进巷
3
潜水泵
BQW-30
30
2
2（备1台）
30
660
掘进巷
4
局扇
FBDN-2×15
30
2组
4（备2台）
30
660
掘进巷
5

6

合计

210

（二）开关整定值计算
1.开关整定计算
（1）650型胶带输送机QBZ－120开关过载保护整定
  胶带输送机电机型号YB2－200L-4,功率30KW,额定电流34.5A
QBZ－120开关保护采用电子插件，所以整定值应为
    Ie＝34.5A    取Igz＝36A
 所以开关整定值为36A
（2）刮板输送机QBZ－120开关过载保护整定
  刮板输送机电机型号JDSB-30,额定电流34.5A
QBZ－120开关保护采用电子插件，所以整定值应为
    Ie＝34.5A    取Igz＝36A
 所以该开关整定值为36A
（3）潜水泵QBZ－80开关过载保护整定
  潜水泵型号BQW－30,额定电流34.5A
QBZ－80开关保护采用电子插件，所以整定值应为
    Ie＝34.5A    取Igz＝36A
 所以该开关整定值为36A
（4）掘进工作面总控KBZ4－400开关保护整定
过载保护：
Ig ＝1.1×Kf（Pe×103）/（×Ue×cosφe）
＝1.1×（0.5×210×103）/（×660×0.6）
＝168.40A
则过载保护实际整定值为：170A
短路保护：
IN。F =1.2×（IQe+∑Ie）
=1.2×（241.5+207）
=538.2A
则短路保护整定值为：550A
（5）三专线路分控KBZ－200开关保护整定
  额定电流34.5A
所以整定值应为
  Ie＝34.5A    取Igz＝40A
 所以该开关整定值为40A
短路保护：
IN。F =1.2×（IQe+∑Ie）
=1.2×241.5
=289.8A
则短路保护整定值为：300A
（6）三专线路双风机双电源QBZ－80SF开关保护整定
  额定电流34.5A
所以整定值应为
  Ie＝34.5A    取Igz＝40A
 所以该开关整定值为40A
2.馈电开关整定值效验
馈电开关的短路整定按照所带负荷的最大起动电流计算，以馈电最远端两相最小短路电流校验，最远端最小两相短路电流必须大于馈电整定值的1.5倍，以保证保护装置可靠动作。两相短路电流计算:
（1）动力负荷总控开关整定效验
1）总控开关负荷短路电流保护整定效验
已知：变压器-315KVA/6KV/0.69KV
最大长时工作电流为：Ig ＝Kf（Pe×103）/（×Ue×cosφe）
＝（0.5 ×210×103）/（×660×0.6）
＝153.09A
选择电缆截面：50mm² 载流量：173A>153.09A² L=0.6km
查：《煤矿井下低压电网短路保护装置的整定细则》表12 KBSG型变压器二次侧电压690V两相短路电流计算表（A）得：1151A
2）校验：1151/550=2.09>1.5 合格
（2）控三专馈电开关整定效验
1）馈电开关所带负荷短路电流保护整定效验
已知：变压器-315KVA/6KV/0.69KV
电缆截面:16² 0.4km
查：《煤矿井下低压电网短路保护装置的整定细则》表12 KBSG型变压器二次侧电压690V两相短路电流计算表（A）得：951A
2）校验：605/300=2.02>1.5 合格
二、28051运输巷及切巷掘进期间供电：
（一）掘进28051运输巷期间的主要用电负荷预计为专（备）用风机（2*15KW）、专（备）用排水泵（2*30KW）；铺设三部SGB-620/40T型刮板运输机（30KW）和三部SPJ650-2*30皮带（2*30KW），电源从八采区三片盘配电所引入。
供电路线：井上变电站→井下中央变电所→八采区三片盘配电点→28051工作面各用电地点。
掘进28051运输巷供电负荷设计
序号
设备名称
型  号
功率
(KW)
设备
台数
电机
台数
合计
(KW)
电压（V）
使用
地点
1
胶带输送机
SPJ-650
2×30
3
3（备3台）
90
660
掘进巷
2
刮板输送机
SGB-620/40T
40
3
3
120
660
掘进巷
3
潜水泵
BQW-30
30
2
1（备1台）
30
660
掘进巷
4
局扇
FBDN-2×15
30
2组
1（备1组）
30
660
掘进巷
5

6

合计

270

（二）开关整定值计算
1.开关整定计算
（1）650型胶带输送机QBZ－120开关保护整定
  胶带输送机电机型号YB2－200L-4,功率30KW,额定电流34.5A
QBZ－120开关保护采用电子插件，所以整定值应为
    Ie＝34.5A    取Igz＝36A
 所以开关整定值为36A
（2）刮板输送机QBZ－120开关保护整定
  刮板输送机电机型号YBS-40-4,额定电流46A
QBZ－120开关保护采用电子插件，所以整定值应为
    Ie＝46A    取Igz＝48A
 所以该开关整定值为48A
（3）潜水泵QBZ－80开关保护整定
  潜水泵型号BQW－30,额定电流34.5A
QBZ－80开关保护采用电子插件，所以整定值应为
    Ie＝34.5A    取Igz＝36A
 所以该开关整定值为36A
（4）掘进工作面总控KBZ4－400开关保护整定
过负荷保护：
Ig ＝1.1×Kf（Pe×103）/（×Ue×cosφe）
＝1.1×（0.5 ×270×103）/（×660×0.6）
＝259.81A
则过载保护实际整定值为：280A
短路保护：
IN。F =1.2×（IQe+∑Ie）
=1.2×（322+264.5）
=586.5A
则短路保护整定值为：600A
（5）三专线路分控KBZ－200开关保护整定
  额定电流34.5A
所以整定值应为
  Ie＝34.5A    取Igz＝40A
 所以该开关整定值为40A
短路保护：
IN。F =1.2×（IQe+∑Ie）
=1.2×241.5
=289.8A
则短路保护整定值为：300A
（6）三专线路双风机双电源QBZ－80SF开关保护整定
  额定电流34.5A
所以整定值应为
  Ie＝34.5A    取Igz＝36A
 所以该开关整定值为36A
2.馈电开关整定值效验
馈电开关的短路整定按照所带负荷的最大起动电流计算，以馈电最远端两相最小短路电流校验，最远端最小两相短路电流必须大于馈电整定值的1.5倍，以保证保护装置可靠动作。两相短路电流计算:
（1）动力负荷总控开关整定效验
1）总控开关负荷短路电流保护整定效验
已知：变压器-315KVA/6KV/0.69KV
最大长时工作电流为：Ig ＝Kf（Pe×103）/（×Ue×cosφe）
＝（0.5 ×270×103）/（×660×0.6）
＝196.83A
选电缆截面：70mm²²载流量:215A>196.83A L=0.46km
查：《煤矿井下低压电网短路保护装置的整定细则》表12 KBSG型变压器二次侧电压690V两相短路电流计算表（A）得：1866A
2）校验：1866/600=3.11>1.5 合格
（2）控三专馈电开关整定效验
1）馈电开关所带负荷短路电流保护整定效验
已知：变压器-315KVA/6KV/0.69KV
电缆截面:16² 0.25km
查：《煤矿井下低压电网短路保护装置的整定细则》表12 KBSG型变压器二次侧电压690V两相短路电流计算表（A）得：928A
2）校验：928/300=3.09>1.5 合格
三、28051采面回采期间供电：
（一）回采期间的主要用电负荷为专（备）用排水泵（2*30KW）；采面采用二部SGB-620/40T型刮板输送机运煤，运输巷采用一部SGB-620/40T型刮板输送机、三部650mm带式输送机联合运煤，电源从八采区三片盘配电所引入，供电方式与掘进28051运输巷及切巷同样，贯通后上回风巷设备退出。
（二）供电路线：井上变电站→井下中央变电所→八采区三片盘配电所→28051工作面各用电地点。
四、电气设备的安装与验收
（1）所有电气设备的安装一律按照《机电完好标准》及《煤矿安全规程》执行，杜绝设备失爆现象。
（2）胶带输送机机保护装置齐全完好、灵敏可靠。机头处必须配有两个4kg的干粉灭火器和0.3m³灭火沙。
（3）机头前后20m用不燃性材料支护。
（4）所有电气设备投入运行前必须经机电运输科检查、验收，验收合格后方可送电试运转，试运转正常后交付使用。
第五节 供水及综合防尘系统设计
一、供水系统设计
28051采面煤尘不具有爆炸性，为了防止煤尘对至职工造成危害，因此必须严格落实防尘措施。工作面掘进期间从轨道下山联巷口至28051工作面运输、风巷各铺设一趟直径50 mm的供水管，并随着工作面掘进向前延伸至切眼，每隔50米及各转载点加一个三通阀门，配备25m软管供对巷道进行洒水灭尘，采面形成后移交给采煤队使用、管理。
二、综合防尘系统设计：
1. 上下出口各10米范围内安设一道净化水幕。
2．每班对巷道进行一次彻底洒水灭尘。
3．各转载点安设转载点喷雾。
第六节 排水系统设计
计划选用30KW潜水泵两台，一专一备，安装在机巷适当位置并设水泵窝进行排水。排水泵电源（660V电源）从八采区三片盘配电所引入。排水管路选用4寸(管径Dp≈108mm）塑料管排至八采区上平台大巷水沟。
第七节 通讯系统设计
机、风两巷各作业地点均安设防爆电话与矿井通讯网连接确保井下通讯畅通。有线电话从八采区皮带巷巷通讯干线分线盒连接：1、采面掘进期间， 机、风两巷及局部通风机安装处均安设防爆电话；掘进巷道迎头50m内安设防爆电话，2、采面回采期间，防突风门外安设防爆电话，机巷安全出口外50m内和100m外、风巷安全出口50m内、每部皮带机头、最后一部皮带机尾、液压泵站、重要的排水泵处均安设防爆电话。
第八节 监测监控系统设计
一、掘进期间
（一）加强对工作面瓦斯的监测，在28051掘进工作面迎头≤5m处安装KJ101-45B甲烷传感器一台，在28051回风巷口10～l5m安装KJ101-45B高低浓度瓦斯传感器一台，传感器布置在巷道的上方，垂直悬挂，距顶板不得大于300mm，距巷帮不得小于200mm，电缆采用矿用阻燃电缆连接，瓦斯传感器的报警值为≥0.70%、断电值为≥0.80%、复电值为＜0.70%，当瓦斯浓度达到0.80%时，能把28051掘进工作面及回风巷（除局部通风机外）内的所有非本质安全型动力电源进行断电
（二）掘进头安设风筒风量传感器1个。
二、采面形成及回采期间的监测系统
（一）瓦斯监测监控设备及传感器的设置：
1、加强对工作面瓦斯的监测，在工作面回风巷距安全出口≤10m处吊挂高低浓度甲烷传感器，在工作面回风巷口10m～l5m吊挂高低浓度瓦斯传感器、风速、一氧化碳和温度传感器，在上隅角吊挂便携式甲烷检测报警仪，传感器布置在巷道的上方，垂直悬挂，距顶板不得大于300mm，距巷帮不得小于200mm，在测风站处安设风速传感器，瓦斯传感器的报警值≥0.70%、断电值≥0.80%、复电值＜0.70%，当瓦斯浓度达到0.80%时，能把28051采煤工作面及回风巷内的所有非本质安全型动力电源进行断电。
2、对风巷风门加装风门开停传感器，被控开关负荷侧加装馈电开停。
第九节 压风自救系统设计
28051工作面采掘期间要严格落实安全防护措施,建立完善的压风自救系统，工作面压风自救安装在2寸的压风管路上。
（1）风自救系统安设在井下压缩空气管路上，在工作面迎头退后25-40m安装一组压风自救装置，后巷每隔50m安装一组压风自救装置，压风自救袋数量不得少于5个，压缩空气供给量每人不得少于0.1m3/min，阀门离地高度为1.2m。
（2）压风自救装置安设在井下压缩空气管路上，在工作面上、下安全出口退后25-40m及爆破地点分别安装一组压风自救装置，压风自救袋数量不得少于15个，工作面进、回风后巷每隔50m安装一组压风自救装置，工作面回风巷防突风门外安装一组压风自救装置，压风自救袋数量不得少于5个，压缩空气供给量每人不得少于0.1m3/min，阀门离地高度为1m～1.2m。
（3）避难硐室：巷道每掘进500米，于人行道侧施工一个避难硐室，硐室规格为4m×3m×2.5m（宽×深×高）。设置向外头开启的隔离门，隔离门门厚不低于50mm，硐室内配备不少于15个袋的压风自救，有通往调度室的电话。
第十节 防灭火系统设计
2004年5月，经煤炭科学研究总院抚顺研究院鉴定，我矿煤层自燃倾向等级为III类不易自燃，因此，矿井在开拓开采过程中主要预防外因火灾。
防止外因火灾措施：
一、带式输送机的防、灭火措施
(1)工作面防尘消防管路应敷设到工作面迎头，并保证供水正常。
(2)工作面运输顺槽带式输送机巷道沿线敷设有消防洒水管路，每隔50m设置三通，便于消防洒水，每个三通配备阀门和接管，并配有25m的消防专用软管。机头尾不得堆放任何易燃物。
(3)带式输送机机头前后20m的巷道采用不燃性材料支护。井下消防材料库配备了足够的扑灭胶带机火灾的消防器材。
(4)在各部皮带机机头、机尾安装有转载点洒水装置，胶带选用了抗静电的阻燃输送带，其阻燃性和抗静电性均满足MT147—95标准。
(5)设计选用带式输送机烟雾保护装置。
(6)结合矿井安全生产监测系统，于带式输送机滚筒下风侧10-15m处设一氧化碳及烟雾传感器。
二、电气事故引发的火灾防治措施
(1)工作面机电硐室设置三通闸阀和防灭火器材；并采用阻燃性材料支护。
(2)井下电气设备的各种保护要齐全、可靠。
(3)电器设备着火时，首先切断电源，然后用不导电的灭火器灭火，严禁用水浇灭火。
三、防止机械摩擦、撞击等引燃可燃物的措施
(1)井下除胶带机、刮板转载机外，机械设备较少，但电器设备较多，注意高温保护，电器设备附近严禁有可燃易燃物品，生产工具如铁铲等在生产过程中严禁撞击井下可燃物。
(2)井下硐室不准存放汽油、柴油、煤油和变压器油，擦拭机械用的棉纱、布头等，严禁随意乱放，要放在铁桶内封闭，并定期送到地面处理。
四、其它外因火灾的防治措施
(1)严禁各种烟火下井，避免火灾发生。
(2)井口房和通风机房附近20m内不得有烟火或用火炉取暖；
(3)进风井口应装设防火铁门；
(4)木料场、矸石山、炉灰场距离进风井不得小于80m，木料场距离矸石山不得小于50m。
(5)不得将矸石山或炉灰场设在进风井的主导风向上侧，也不得设在表土10m以内有煤层的地面上和设在有漏风的采空区上方的塌陷范围内。
(6)井下不得从事电焊、气焊和喷灯等焊接工作；
(7)井下清洗风动工具，必须在专用硐室内进行，并必须用不燃性和无毒性洗涤剂；
(8)井下严禁使用灯泡取暖和使用电炉；
(9)所有工作面人员必须熟悉灭火器的使用方法，并熟悉本职工作区域内灭火器材的存放地点。
(10)加强消防洒水管网的维护，确保井下消防栓、三通阀的有效使用。
(11)井下巷道水管要经常供水，不得随便停水，以便做到及时灭火。
(12)采煤（掘进）期间，采面机、风巷主要设备处配备沙箱和灭火器。
(13)打钻时，采用湿式打眼等措施，以防止引燃瓦斯，发生事故。
(14)回采结束及时回收