2447综采工作面规程

第一部分 地质及矿压观测资料

一、地质资料

（一）概述

（１）工作面位臵及井上下关系

2447工作面位于-1010m水平西一采区，-1010m西一二层回风道以东，东到夹张边界，浅部为2445采空区，深部为未开拓区域。工作面位于大丁场村东北，前崔店以西，相应地物为农田及建筑物，回采对前崔店村建筑物及大丁场村建筑物有一定影响。

（2）毗邻关系

2447工作面位于-1010m水平西一采区，-1010m西一二层回风道以东，东到夹张边界，浅部为2445采空区，深部为未开拓区域。

（二）图纸

1、回采工作面平面布臵图。(1:1000) 2、煤层顶底板综合柱状图。(1:200) 3、工作面巷道实测剖面图。(1:200) 4、井上下对照图。(1:2000) （三）地质说明书(见表1、表2) 二、矿压观测资料及支护设计 (一)矿压观测资料 1、冲击地压分析

我矿未发生过冲击地压，根据煤炭科学总院冲击地压倾向性分析报告:2煤顶板属2类，为具有弱冲击倾向性的顶板岩层；2煤属3类，为具有强冲击倾向性。夹河煤矿2号煤的采深近1000m，地压对煤、岩层产生冲击性突出的作用加大，其冲击倾向性加剧。

2、同煤层邻近采区矿压资料

根据2445工作面矿压资料分析，本工作面矿压情况为：

⑴直接顶初次垮落步距为4～6m，基本顶初次垮落步距为15～20m，周期来压步距为8～10m。

⑵顶板来压强度为：165～275kPa。 ⑶底板比压值为20.32MPa。 3、来压强度验算

h=(M-0.2)/(1.3-1)＝6m 式中 h —冒落高度，m；

M—采高，取2m；

1.3—冒落岩石的碎胀系数； 0.2—顶底板允许移近量，m。

直接顶厚度4.6m，直接顶冒落后的矸石不能完全充填采空区。工作面支架所受压力为控顶距内及悬露直接顶的全部重量Q1 及部分基本顶的裂隙带中不能形成平衡的岩层给予的载荷Q2，即支护强度P＝Q1+Q2，因Q2是难以确定的，通常Q1作为载荷基数，而后再考虑一定的富余系数n。

P＝Q1×n＝Σh×r×n

式中:∑h:冒落带高度，6m

r:冒落带岩层平均容重，r＝2.5t/ m3

n:考虑顶板周期来压及支柱承载不均衡系数，取2 则: P＝Q1×n＝∑h×r×n＝6×2.5×2＝30t/m2=294kPa 根据以上矿压观测资料可将该面顶板定为Ⅱ级2类顶板。

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表１ 2447工作面地质说明书 煤层名称 工作面 地面位臵 概井下位臵及况 四邻采掘情况 2 2447 水平名称 -1010 采区名称 西一采区 地面标高41.1～41.4 工作面标高（m） -930～-1020 （m） 位于大丁场村东北，前崔店以西，相应地物为农田及建筑物。 位于-1010西一二层回风道以东，东到夹张边界。上部为2445采空区，下部为未开拓区域。 回采对地面回采对前崔店村建筑物及大丁场村建筑物有一定影响。 设施的影响 走向长 （m） 1175～1195 倾向长 （m） 1180 0.4～2.6 煤层总厚 （m） 煤层 煤厚0.4～2.6m，平均2.0ｍ，煤层结构较复杂，一般含1～2层夹矸，夹矸厚度0.1～0.6ｍ，平均0.4ｍ。煤层局部区域有分叉变薄现象。 煤层结构 2.0 较复杂 煤层倾角 （゜） 141 141 面积 （m2） 166380 14～32 26 Mad(%) 煤质 Ad(%) Vdaf(%) St.d(%) Qb.aΜ (MJ/kg) 21.70 煤岩类型 牌号 1.62 26.85 38.27 0.48 半光亮型 气煤 2煤为黑色，条带状结构，鳞片状构造、半亮型，较松软。顶板为复合型顶板，无坚实老顶。 类别 煤层顶顶板 底板 底板 伪顶 直接顶 基本顶 直接底 基本底 岩石名称 页岩 泥岩 泥岩 砂泥岩 厚度（m） 0.1～0.6 4.6 1.6 2.6 岩性特征 含植物化石，多煤纹，不显层理。 含砂且均匀，块状多水草化石。 灰～灰黑色，含植物化石多煤纹，不显层理。 中细粒，以石英长石为主。

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表２ 2447工作面地质说明书

简介 该面煤层走向为NE15゜～NE40゜，倾向 NW，倾角14°～32°之间，平均26°影响回采的主要地质因素为断层，影响较大断层（H=1.0m以上）产状要素如下： 产 状（褶曲轴面） 性 质 正断层 正断层 正断层 正断层 正断层 正断层 正断层 正断层 正断层 正断层 正断层 正断层 正断层 正断层 正断层 构 造 名 称 材 1 2 3 4 5 6 7 皮 1 2 3 4 5 6 切 1 2 走向（゜） 95 100 240 42 170 135 83 280 288 90 275 282 125 164 95 倾向 5 190 330 312 80 225 173 190 198 30 185 192 215 254 185 对 回 采 的 影 响 程 度 倾角（゜） 落差（m） 55～65 40 50 40 40 42 425 35 30 40～50 35～42 46 35 42 40 3.5 1.5 2.0 1.5 1.0 1.5 1.2 1.0 1.5 1.5 2.5 1.5 2.0 1.0 1.0 有影响 有一定影响 有影响 有一定影响 有一定影响 有一定影响 有一定影响 有一定影响 有一定影响 有一定影响 有影响 有一定影响 有影响 有一定影响 有一定影响 3地 质 构 造 简介 该面浅部2443、2445工作面回采曾发生掉水，最大涌水量60（m/h）。2447工作面小断层发育，顶板裂隙发育，回采时有可能发生漏水。 25 正常涌水量（m/h） 3水 文 3地 质 最大涌水量（m/h） 防治措施 15 在运输巷低洼处安装相适应的排水设备。 地 温 该面为一级热害区，温度在30～31℃左右，必须加强通风。 地 压 两道压力大，应加强工程质量。 影响回采的其它地质因素 瓦 斯 瓦斯相对涌出量10～12m/t，属高瓦斯区。 煤 尘 Vdaf(%)=38.27%，有爆炸危险性，加强防尘工作。. 3煤 的 自燃发火期4～5个月，着火温度345～385℃。 自 燃 摩 氏 煤层 Ⅱ 夹矸 Ⅱ 直接顶 Ⅳ 直接底 Ⅲ 硬 度 煤块段级平面积 倾角 函斜面积 煤厚 容重 工业 可采 回采223储 量 层 别编号 （m） (゜) 数 （m） (m) (t/m) (t） 率(%) (t) 计 算 2 2447 166380 26 cos 189328 2.0 1.37 507214 95 481854 1、该面构造复杂断层较发育，受断层影响煤厚变化较大，回采时应采取相应措施。 问题及 2、顶板为复合型顶板，回采时特别是在揭露构造附近应加强工程质量及顶板管理。 建 议 3、走向变化较大,倾角变化较大，倾向长也随着变化，安装支架数量时必须考虑这一因素。 4 、该面皮带机道煤层受河床冲刷变薄范围约600米。

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4、工作面顶板类别及矿压分析 ⑴顶板类别

根据原煤炭部关于试用《缓倾斜煤层工作面顶板分类》方案，结合集团公司《顶板管理实施细则》及矿压资料，确定该面顶板定为Ⅱ级2类顶板。

5、支护强度和密度及相关要求

根据工作面矿压资料，要求工作面支护强度不低于294kPa ，破煤后及时移架支护煤壁区顶板，构造区域或顶板破碎时采取护帮护顶措施。

(二)支护控制设计

1、顶板岩性分析及支护控制方案

⑴结合2447工作面综合柱状图分析可知，在工作面8倍采高即16m(按采高2m计算)范围内自下而上的岩性及厚度依次为：0.1～0.6m厚的页岩，4.6m厚的泥岩，0.41m厚的煤，0.19m厚的泥岩,0.35m厚的煤，1.57m厚的泥岩，0.89m厚的煤,5.47m厚的砂质泥岩,0.36m厚的煤，7.46厚的细砂岩。因此可将该面顶板视为“软、中硬、软、硬”类型。直接顶板的 冒落高度h=(M-0.2)/(1.3-1)＝6m(式中M为采高，取2m，1.3为冒落岩石的碎胀系数，0.2m为顶底板允许移近量)，即直接顶冒落后的矸石不能充填采空区。工作面支护必须考虑直接顶的总重量及部分砂岩、砂页岩基本顶的来压强度，防止局部冒顶及压垮型冒顶事故的发生。

⑵根据以上分析计算，综合考虑工作面支护的经济、安全及支护设备条件，确定使用ZY4000/13/28A型掩护式液压支架。

2、支护密度（强度）

根据以上分析计算，综合考虑工作面支护的经济、安全及支护设备条件，确定使用ZY4000/13/28A型掩护式液压支架。根据相邻采区2445工作面矿压资料分析，工作面顶板最大来压强度为294kPa。实际支架支护强度为580～650kN/m2，高档区域支护强度为347.9 kN/m2，能满足顶板来压时的支护强度要求。

3、顶板控制设计参数（见表3）

表3 顶板控制数据

(1)直接顶 厚度(m) 初次垮落步距(m) 悬顶距离(m) 完整性指数 分类(类) 岩层层数 备注 4.６ 4～6 1.50 0.28 2 (2)基本顶 厚度(m) 结构形式 初压步距(m) 周压步距(m) 基本顶分级 备注 拱梁 15～20 8～10 Ⅱ (3)底板 底板种类 允许比压(MPa) 底板类别 鞋柱直径 备注 直接底 20.32 2 三、巷道布臵

1、进回风及切眼巷道布臵形式

工作面两巷沿煤层走向定向布臵，按中线掘进；切眼沿煤层倾向并稍带伪斜布臵。 2、进回风及切眼断面、形状、支护形式

2447工作面巷道采用锚网梁和锚索联合支护，跟2煤顶板施工；特殊地段采用梯形支架支护。

2447运输巷、2447材料巷 (1)断面规格:

S掘=4.6×2.65=12.19 m2

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S净=4.5×2.6=11.7 m

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2447切眼

(1)断面规格

S掘=5.8×2.45=14.21 m2

S净=5.7×2.4=13.68 m2

第二部分 采煤方法和回采工艺

一、采煤方法

１、采煤方法选择的依据，确定采用何种采煤方法

综合考虑安全生产效率、煤质等因素，决定采用走向长壁后退式综合机械化采煤工艺。采用MG180/435-W型采煤机、ZY4000/13/28型掩护式液压支架、SGZ764/400型可弯曲刮板输送机。

2、采高的确定

该面煤厚0.4～2.6m，平均2m，根据支架状况，确定采高为1.8～2.6m，平均2m。 二、回采工艺 （一）落煤 1、落煤方式

采用机械落煤方式，落煤设备为MG180/435-W型采煤机。沿工作面双向割煤，前滚筒割采高范围内的顶煤，后滚筒割底煤。该工作面采煤机进刀方式为自开缺口、端头斜切进刀，往返两刀。即采煤机运行至工作面端头，在采煤机后方输送机有20～25m一段未能推进至煤壁。采煤机斜切进刀切入煤壁，其斜切进刀过程如下：

⑴调整上下滚筒的相对位臵，采煤机沿运行方向经过输送机的弯曲段进入直线段，滚筒切入煤壁。

⑵推移输送机弯曲段和机头、尾将输送机推直。

⑶调整两滚筒的相对位臵，向工作面端头运行，同时割三角煤。

⑷再调整两滚筒的相对位臵，反向运行割煤，在采煤机后一定距离推移输送机，开始下 一刀截割。

2、落煤工具的型号、性能 采煤机主要技术参数为： 型号：MG180/435-W 采高范围：1.4－3.2m 煤层倾角：?35°

煤质硬度：中硬或中硬以上 机身厚度：530mm 机面高度：1180mm

摇臂摆动中心距：5850mm

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行走轮中心距：4230mm 过煤高度：426mm 截深：630mm 滚筒直径：1.6m

牵引形式：齿轮销排式液压牵引 牵引速度：0－6m/min 牵引力：400kN

外形尺寸：930mm×470mm×470mm 摇臂长度：1640mm

摇臂摆动中心距：5850mm 喷雾方式：内外喷雾 装机功率：435 kW 工作电压：1140V 重量：32t

说明：因工作面长度发生变化确需人工开缺口时，或巷道撕帮、卧底时，另行制定技术安全措施，编制要求严格按照“顶板管理实施细则”有关内容执行。

（二）装煤

采煤机割下的煤借助于滚筒上的螺旋叶片自行装入刮板输送机内；在移刮板输送机时，铲煤板将煤帮遗煤铲入输送机内。

（三）运煤

1、工作面内运输方式、输送机械型号、长度和数量

工作面采用一部SGZ764/400型刮板输送机运输，长度160m。工作面输送机主要参数为： 型号：SGZ764/400型 长度: 158m

输送量：800t/h

刮板输送机链速：1.1m/s 电机型号：YBSS-200 电机功率：2×200kW 减速比：1:27.635

刮板输送机链规格：φ26×92mm 破断拉力：F＞920kN

2、顺槽输送机械型号、长度和数量

运输巷采用1部SD-250型胶带运输机、2部SD-150型胶带运输机和2部SGW-40T型刮板运输机运输，共计长度1190m。

（四）工作面支护 1、基本支护

（1）工作面采用ZY4000/13/28型液压支架102架支护顶板，工作面上下端头存在高档时使用双楔梁配合DZ-25和DZ-22单体液压支柱进行支护，端头至支架之间采用HDJB-1000金属铰接顶梁配合DZ-25单体液压支柱进行支护。

（2）基本支护的排距、柱距、支架中心距、推移步距、拉架力、移输送机力、支护密度、端面距

工作面使用ZY4000/13/28型综采支架支护，支架中心距1.5m，推移步距0.6,端面距不得超过0.34m。上下端头使用ZY4000/13/28型综采支架支护,当上下端头有高档时，使用单

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体支柱配合双锲梁进行支护，柱距0.65m，排距1m，支护密度1.42根/m，端面距不得超过0.3m。

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（3）支护工具的型号、性能 压支架的主要参数为： 型号：ZY4000/13/28 初撑力：2653～3101kN 工作阻力：3288～4011kN 支柱工作阻力：2000kN 支架高度：1.3～2.8m 支架中心距：1.5m

顶梁尺寸：3750×1500mm

后部顶梁尺寸：1600×1500mm2 支护面积：5.625m2

底座面积：2163×1500mm2 支护强度：580～650kPa 支架重量：12178kg 推移千斤顶行程：700mm 工作介质：3～5% 泵站压力：30MPa

DZ-22、DZ-25、DZ-28单体液压支柱技术特征 支柱型号： DZ-22 DZ-25 DZ-28 工作阻力： 245kN 245kN 245kN 最大高度： 2.2m 2.5m 2.8m 最小高度： 1.4m 1.7m 2.0m 工作行程： 0.8m 0.8m 0.8m 支柱重量： 50kg 58kg 65kg 泵站压力： 30MPa 30MPa 30MPa 2、特殊支护

该工作面无特殊支护 3、备用支护材料

工作面两巷上帮采用DZ-28或DZ-25型支柱、下帮采用DZ-25或型DZ-22支柱进行支护，按有关支护备用材料不少于10%的规定，DZ-28型支柱、DZ-25型支柱、DZ-22型支柱各25根，HDJB-1000型顶梁50根，1.5m长半圆木100根，硬质条梁100根，存放在材料巷距工作面100m处待用，无特殊情况不得动用备用材料，用后必须及时加以补充。

4、工作面支架布臵图 ⑴ 平面图(见图1) ⑵ 走向剖面图(见图2) 5、支护操作顺序和要求

⑴在顶板完整、煤壁稳定的情况下，其回采工艺流程为：割煤→移架→移刮板输送机。 ⑵当顶板较破碎时或煤壁发生片帮、端面距超过时，在采煤机割煤前必须超前移架及时支护顶板。

⑶移架方式及操作顺序：

移架方式为顺序移架，即支架沿采煤机割煤方向依次移架，移动步距等于截深。基本支架本架操作，端头支架在输送机电机及减速箱侧时必须邻架操作。移架步骤：降柱→移架→调架→升柱。

6、金属支架管理

(1)设专职铁管员负责梁柱等的管理工作，梁、柱、鞋及水平楔要编号，对号使用并建立

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台帐。

(2)每班都必须对“三铁”严格管理，做到帐物相符，编号管理。

(3)下井的梁柱必须进行检修、除锈和试压，不经检修、试压及失效的梁柱不得下井，工作面内不得使用和存放失效、损坏的梁柱，不得使用支柱三用阀偏斜超过规定的支柱。

(4)铁管员对补充和回收的梁柱要严格进行现场交接验收，清点数量，办好交接手续。 (5)铁管人员要严格执行现场交接班制度，做到帐物交清接明，否则不得离开现场。 6、端头支护及出口支护

工作面上下端头支架与面内支架型号相同，无端头支架。工作面上出口向外80m、下出口向外40m范围内巷道高度不低于1.8m， 要求行人、通风、运料畅通无阻；出口超前支护使用DZ系列单体液压支柱配合HDJB-1000型金属铰接顶梁扶一梁一柱架棚，（为配合端头支护，材料巷下帮、运输巷上帮均采用双楔梁扶走向棚支护）；架棚上垂直穿2.9m～3.6m长工字钢，间距1m，上方均匀穿枇子8根；从工作面煤壁线起材料巷向外40m、运输巷向外40m，向里至两尾巷放顶线扶双排或三排架棚，架棚扶在巷道两帮距工字钢梁头各0.2～0.3m处；超前支柱初撑力不低于50kN。

（五）顶板管理 ⑴顶板管理方法

该工作面采用全部垮落法管理顶板。

⑵最大控顶距、最小控顶距、放顶步距的确定

最大控顶距：3.75m+0.9m（前探梁最大行程）=4.65m 最小控顶距：3.75m 放顶步距：0.60m

（3）初次放顶和正常放顶期间的顶板管理

在初次房顶和正常放顶期间，应加强工作面支护强度和工程质量管理，三班验收员严格交接，并安排专人进行补液，保证支护强度达标。三班验收员认真记录相关压力数据，并交技术科矿压组整理分析工作面压力变化规律。尽可能减小控顶距。

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2447材料巷

2447运输巷

图1 工作面支架布臵平面图

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2447综采工作面作业规程

ZY4000/13/28型液压支架

图2 走向剖面图

第三部分 循环作业 劳动组织 主要技术经济指标

一、循环作业 （一）循环方式 1、确定循环进度

按正规循环作业组织生产，每完成一刀为一个循环。中夜班各完成2个循环，早班下半班完成1个循环；早班上半班为设备检修时间。

2、确定一昼夜循环数

早班下半班、中班、夜班采煤，全天共5个循环，早班上半班检修。 3、循环作业图表(见图3)

表3 2447综采工作面循环作业图表

班次时间面长01602夜 班46810早 班12141618中 班20220140120100806040200图例割煤移架移输送机检修出口维护注水

（二）作业形式

采用“三八”制循环作业，早班为检修班，时间为8时至16时，中夜班为生产班，其中中班为16时至24时，夜班为0时至8时。

二、劳动组织 1、劳动组织形式

采用专业工种追机作业和综合工种全断面分段作业相结合。 2、劳动组织和出勤图表。(见表4)

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2447综采工作面作业规程

三、主要技术经济指标(见表5)

表4 劳动组织和出勤表

编号 1 2 3 4 5 6 8 9 9 10 11 12 13 14 15 工种 班 长 验收员 采煤机司机 支架工 输送机司机 超前修护 及做缺口 泵站工 零活工 铁管员 维护员及 大班检修 送饭工 清理工 及排水 看工具 放炮员 打眼注水工 合计 劳动组织 一 二 三 总计 2 1 3 5 9 3 1 3 1 2 2 2 1 1 3 2 1 3 5 9 4 2 3 2 10 2 2 1 1 3 2 1 3 5 9 3 1 3 1 2 2 2 1 1 3 6 3 9 15 27 10 4 9 4 14 6 6 3 3 9 128 一班 二班 三班 39 50 39 区长5人，书记1人，技术员1人，办事员1人，核算员1人，材料员1备注 人，计10人；日出勤128+10=138人；组织正常循环作业在册人数138×1.591=220人。

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表5 主要技术经济指标表

序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 22 23 24 25 26 27 名 称 工作面长度 工作面走向长度 煤层倾角 煤层厚度 循环进尺 循环产量 昼夜循环数 日循环进尺 日循环产量 生产方式 循环率 平均日进尺 平均日产量 月产量 可采日期 日出勤人数 回采效率 坑木消耗 电力消耗 乳化液消耗 油脂消耗 截齿消耗 炸药消耗 雷管消耗 含矸率 灰分 吨煤成本 单 位 米 米 度 米 米 吨 个 米 吨 ％ 米 吨 吨 天 人 吨/工 米3 /万吨 度/万吨 千克/万吨 千克/万吨 个/万吨 千克/万吨 个/万吨 ％ ％ 元/吨 数 量 160 1180 26 2.0 0.55 240 5 2.75 1200 备 注 斜长 平均 平均 平均 两班半生产、半班检修 100 2.75 1200 36000 401 138 8.7 4.0 290000 1.10 1.10 20 167 383 26.85 按30天计算 预计 按体积预计 预计

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第四部分 主要生产系统

一、材料运输系统

（一）采煤工作面材料运输路线(见图3)

地面料场→副井→-600井底车场→-600大巷→2米暗斜井→－800西一石门→－800皮带石门→2447运输上山→2447材料巷→2447工作面

（二）老料回收路线(见图3)

2447材料巷→2447运输上山→-800皮带石门→-800西一石门→2米暗斜井 →-600大巷→-600井底车场→副井→地面

2447运输机道→-1010大巷→-1010井底车场→-600至-1010轨道暗斜井→-600大巷→-600井底车场→副井→地面

二、运煤系统

（一）采煤工作面运煤路线(见图3)

2447工作面→2447运输巷→-1010大巷→－1010运输暗斜井→-800西一运输石门→-800运输暗斜井→-600西一运输石门→-600煤仓→-600西一运输上山→煤仓→-450集中运输大巷→煤仓→-450水平集中运输上山→主井煤仓→主井→地面

2、运煤机械设备名称、长度（见图3）

图3 运输设备布臵

①工作面采用一部SGZ764/400型刮板输送机运输，铺设长度为160m。

②运输巷采用1部SD-250型胶带运输机、2部SD-150型胶带运输机，长度为1000m。运输机道铺设快速SGW－40T型刮板运输机二部，铺设长度90m 。

三、排水系统

1、排水系统(见图4) (1)材料巷

材料巷中部低洼处安装两台45kW潜水泵，使用一趟φ108mm排水管路将水排至材料巷外

口水仓；材料巷外口水仓安装两台45kW潜水泵（水泵流量50m3/h），使用一趟φ108mm水管将水排至-1010大巷水沟。

排水线路：2447材料巷→2447外斜巷→-1010井底水仓→-1010轨道暗斜井→-800井底水仓→-800轨道暗斜井→-600大巷→-600井底水仓→副井→地面。

（2）运输巷

工作面下出口安装一台7.5kW潜水泵，使用一趟φ108mm水管将水排至运输巷中部水仓；运输巷中部低洼处施工一个水仓，安装两台45kW潜水泵，使用一趟φ108mm水管将水排至运输巷外口水仓，运输巷外口水仓安装两台45kW潜水泵（水泵流量50m3/h），使用一趟φ108mm水管将水排至-1010大巷水沟。

排水线路：2447运输巷→-1010井底水仓→-1010轨道暗斜井→-800井底水仓→-800轨道暗斜井→-600大巷→-600井底水仓→副井→地面。

图4 排水系统图

四、供电系统

（一）工作面供电系统图（见图5） （二）设备负荷统计（见表7） 1、电气设备选型计算

移动变电站800kVA 、1000kVA各一台；4×315组合开关两台、315华容开关两台；煤机435kW、溜子2×200kW、泵站2×200kW；电缆UGSP3×35、1400米、MCP3×95、 MCP3×70、 MCP3×50。

2、供电设计（电流） 1）煤机 Ie=435×0.65=283A（计算值） Ip=266(铭牌值)×6=1596A Iz=1600A 2）溜子加泵站 Ie=200×0.65=130A Ip=130×6=780A Iz=780+260=1040A取1100A 3、供电距离

移变到溜头750米、煤机： 电缆选用MCP3×95、480米、MCP3×70、270米 溜子头： 电缆选用MCP3×95、480米、MCP3×50、270米 溜子尾： 电缆选用MCP3×95、480米、MCP3×50、100米

图5 2447工作面供电系统图

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