北二采區1208-2運輸順槽掘進作業規程

第一章 概 況

第一節 概 述

一、巷道名稱

所掘巷道名稱為北二采區1208-2運輸順槽。

二、巷道用途

北二采區1208-2運輸順槽用於北二采區1208-2綜采工作麵運煤及行人等。

三、設計長度、坡度及服務年限

北二采區1208-2運輸順槽A點至B點段巷道設計長度為1345.5m，A點-A′點巷道設計長度100.8m，施工坡度沿12-1煤頂板掘進，A′點-B點段巷道設計長度1244.7m，施工坡度沿-9°進入12-2煤層後沿12-2煤底板破頂掘進。服務年限2年。

四、巷道施工順序

北二采區1208-2運輸順槽由A點拉門至A′點、B點的順序施工(見附圖1)。

五、本工作麵2014年9月開工，預計2015年8月竣工。

六、北二采區1208-2運輸順槽平麵圖、剖麵圖(見附圖1、2)。

第二節 編寫依據

一、設計說明書及批準時間

設計說明書名稱為《北二采區1208-2綜采工作麵巷道布置》，批準時間為2014年08月05日。

二、地質說明書及批準時間

地質說明書名稱為《北二采區1208-2綜采工作麵掘進地質說明書》，批準時間為2014年08月 日。

三、礦壓觀測資料

根據已掘北二采區1208-1運輸順槽有關礦壓觀測資料，確定掘進地質構造段應力集中。

四、其他技術規定

根據《中華人民共和國安全生產行業標準》、《煤礦安全規程》、《防治煤與瓦斯突出規定》、《煤礦防治水規定》及礦有關技術要求。

第二章 地麵相對位置及地質情況

第一節 地麵相對位置及鄰近采區開采情況

1、北二采區1208-2運輸順槽相應的地表為：魚塘、稻田，標高+22.918～+23.625m，區域內的水體和建、構築物對施工影響不大。

2、北二采區1208-2運輸順槽位於北二采區，北側為北三采區1206采空區，上部為1208-1采空區,下部為未動區，對巷道施工影響不大。

3、北二采區1208-2運輸順槽臨近為北二1208-1采空區、北三1206采空區，巷道部分地段在北二采區1208-1采空區內，掘進過程中應加強工作麵出水征兆觀察、頂板管理、通風及瓦斯監測工作。

4、井上下關係對照表(見表1)

表1

水平、采區北二采區工程名稱北二采區1208-2運輸順槽

地表標高/m+22.918～+23.625井下標高/m-849.995～-979.443

地麵的相對位置

建築物、小井及其他魚塘、稻田。

井下相對位置對

掘進巷道的影響北二采區1208-2運輸順槽位於北二采區，北側為北三采區1206采空區，上部為1208-1采空區,下部為未動區，以上區域對掘進巷道影響不大。

臨近采掘情況對

掘進巷道的影響北二采區1208-2運輸順槽北側為北三采區1206采空區，上部為1208-1采空區，臨近采掘現狀對掘進巷道影響不大。

第二節 煤(岩)層賦存特征

1、煤岩層產狀: 261°～272°∠5°～10°。

2、煤層情況: 12-1煤平均厚1.60米;12-1煤與12-2煤間夾矸為泥岩，平均厚為1.02米;12-2煤平均厚1.70米。12-2煤頂板為黑色泥岩，平均厚1.02米，底板為細砂岩，平均厚1.15米。底板細砂岩下為13煤，平均厚2.35米。

3、堅固性係數：12-1煤、12-2煤f=0.26;泥岩 f=2.19～2.65;細砂岩f=4～6;粉砂岩f=2.6～4.5;中砂岩f=6.2。

4、根據遼工大編製的瓦斯地質圖及有關部門提供的實測瓦斯資料，分析預測北二采區1208-2掘進工作麵瓦斯含量為1～4m³/t，掘進過程中應加強工作麵的瓦斯管理。

5、根據煤層自燃傾向鑒定報告，12煤為Ⅱ類自燃煤層，自然發火期3-6個月，掘進過程中應加強防火管理，防止煤的自燃。

6、根據煤塵爆炸性鑒定報告，鑒定結論為12煤煤塵有爆炸性，掘進過程中應加強防塵管理。

7、地溫：35-41℃。

8、煤、岩層賦存特征(見表2)，煤層頂底板情況(見表3)，地層綜合柱狀圖(附圖3)。

煤(岩)層特征表 表2

指 標參 數備 注

煤層厚度(平均)/m1.612-1煤

煤層厚度(平均)/m1.712-2煤

煤層傾角(最小～最大/平均)/°4～10/7

煤層硬度f0.26

煤層層理(發育程度)發育

煤層節理(發育程度)發育

自燃發火期/d3-6

預計絕對瓦斯湧出量/(m³/min) 0.18

預計相對瓦斯湧出量/(m³/t)1-4

煤塵爆炸性有

地溫/℃ 35～41

自燃發火類型II類

煤層頂底板情況表 表3

頂底板名稱岩石類別硬度f厚度/m岩性

頂板直接頂泥岩2.19-2.651.02灰黑色。

底板直接底細砂岩4-61.15灰黑色，泥質，致密。

第三節 地質構造

1、根據相鄰巷道實際揭露資料推測，北二采區1208-2運輸順槽煤岩層節理、層理發育，掘進工作麵總體構造形態為單斜構造，斷層及裂隙發育， 掘進過程中將遇落差大於1米的斷層1條，Fy4,產狀;134°∠26°，落差1.5m，掘進過程中可能見一些小構造，對掘進施工無影響。

2、斷層情況表：

編號斷層名稱性質走向傾角落差對工程的影響

1Fy4正斷層134°∠26°1.5m無影響

3、火成岩情況

北二采區1208-2運輸順槽掘進過程中將遇火成岩牆1條、火成岩床1處，岩性均為輝綠岩，對掘進施工有一定影響，影響前掘長度73.6m，岩床平均厚0.3m，火成岩床侵蝕層位為12煤。其中岩牆厚度大於1m的火成岩1條，βμ2產狀為;226°∠73°，寬：2.9m。火成岩具體位置、產狀見地質說明書。

第三節 水文地質

1、采空區積水

北二采區1208-2工作麵北側為北二采區1206采空區，南側為北二1210-1采空區，該工作麵在掘進過程中受北二1210-1采空區積水及北二1208-1采空區積水影響，其中北二采區1210-1采空區預計剩餘水量23105m³，水頭高度14.9m，北二1208-1采空區積水預計剩餘水量6670m³，水頭高度5.0m。

2、巷道所在地層為石炭係上統太原組。太原組裂隙承壓弱含水層，含水層平均厚22.72m，單位湧水量為0.00004～0.0006 h/sm，滲透係數為0.0004～0.00084 m/d。太原組上方為山西組地層，山西組裂隙承壓弱含水層,含水層厚度為35.51m～41.29m，單位湧水量為0.00334h/sm，滲透係數為0.00913 m/d。太原組下方為本溪組地層，本溪組裂隙承壓弱含水層,含水層平均厚39.81m，單位湧水量0.00064 h/sm，滲透係數0.00373 m/d。

3、綜上所述，該工作麵水文地質條件中等，圍岩富水性弱，對該工作麵前掘影響較小。根據相鄰巷道揭露情況，預計工作麵最大湧水量不超過2m³/h。

第三章 巷道布置及支護說明

第一節 巷道布置

1、北二采區1208-2運輸順槽位於北二采區，水平標高-849.995～-979.443m，0-100.8m區域內巷道斷麵形狀為矩形，寬度4.6m，高度2.8m，沿12-1煤頂板掘進， 100.8-1345.5m區域內巷道斷麵形狀為三心拱型，寬度5.333m，高度3.248m，沿-9°進入12-2煤層後沿12-2煤底板破頂掘進，巷道開拉門位置位於北二下采膠帶巷，方位角為270°。

2、巷道斷麵圖(見圖1)

3、巷道開拉門施工

(1)巷道拉門施工前必須做好準備工作(通風係統、防塵噴霧係統、風水管路、機電設備、瓦斯監測係統)，具備施工條件，經礦職能部門驗收後，方準開工。

(2)拉門口3.0m範圍內頂板補打錨索加強巷道支護(見圖2)。

4、巷道施工順序

巷道施工由A點拉門沿12-1煤頂板掘進，掘至A′點沿-9°進入12-2煤層後沿12-2煤底板破頂掘進掘至B點的順序施工。

第二節 礦壓觀測

1、觀測對象：北二采區1208-2運輸順槽。

2、觀測內容：巷道頂板離層量，錨杆的錨固力。

3、觀測方法：巷道拉門口10m內設一組頂板離層觀測點，此後每前掘50m設一組頂板離層觀測點，每掘進18m分別對幫、頂錨杆錨固力進行1組測試，每組3根，兩幫各1根，頂板1根，進入1208-1采空區後取消觀測，采用架U型鋼棚做永久支護。

4、數據處理：頂錨杆錨固力≥70KN(17.5Mpa)。幫錨杆錨固力≥30KN(7.5Mpa)。

北二采區1208-2運輸順槽巷道斷麵圖(單位mm) 圖1

比例 1：60

巷道斷麵特征表

斷麵編號斷麵積錨杆參數錨索參數

(m²)長度直徑錨深長度直徑錨深

淨掘mmmmmmmmmmmm

A-A′12.912.92200202150650021.76250

A′-B14.314.32200202150

北二采區1208-2運輸順槽拉門口大樣圖(單位mm) 圖2

第三節 支護設計

一、確定巷道支護形式

1、根據地層綜合柱狀圖資料分析，12-1#煤頂板為黑色泥岩，致密均一，貝殼狀斷口，含菱鐵礦結核，12#-2煤頂板為黑色泥岩，黑色,致密,貝殼狀斷口,質軟,易碎,賦存不穩定，上方為采空區冒落形成的再生頂，再生頂破碎易冒落。

2、根據"加固拱原理"和巷道所處的圍岩性質(四類圍岩)確定，預掘北二采區1208-2運輸順槽0-100.8m區域內巷道采用鋼帶、錨索、錨杆、金屬網聯合支護。100.8-1244.7m區域內巷道采用錨杆、金屬網、鋼帶、架U型鋼棚聯合支護(巷道支護平、斷麵圖見圖1、3)。

二、0-100.8m區域內巷道支護計算原理

1、錨杆支護計算(計算原理按懸吊理論計算錨杆參數)

(1)錨杆長度計算：

錨杆長度：L≥L1+ L2+L3

式中：

L—錨杆理論長度(頂錨杆理論長度Lb，幫錨杆理論長度Lc)

L1—錨杆外露長度，取0.1m

L2—有效長度(頂錨杆取免壓拱高b,幫錨杆煤幫破碎深度c)

L3—錨入岩層內深度(頂錨杆取0.8m，幫錨杆取0.6m)

B—巷道掘進寬度

H—巷道掘進高度

f—頂板岩石普氏係數，取3

ω—圍岩的內摩擦角，取71.34°(查表得)

普氏免壓拱高b=[B/2+Htan(45°-ω/2) ]/f

=[4.6/2+2.8×tan(45°-35.67°)]/2.5=0.875m

煤幫破碎深度c=H×tan(45°-ω/2)=2.8×tan(45°-35.67°)=0.575m

北二采區1208-2運輸順槽巷道幫頂錨杆、錨索布置圖(單位mm) 圖3

比例 1：60

經計算得出：

頂錨杆理論長度Lb=0.1+0.875+0.8=1.775m

幫錨杆理論長度Lc=0.1+0.575+0.6=1.275m

校核：Ls取2.2m，頂Ls≥Lb，幫Ls≥Lc，所選錨杆長度滿足要求。

(2)錨杆間距、排距計算(設計時按間距×排距均為A²)：

計算公式：A²=Q/KEγ=67.2/(2×1.47×26.07)=0.88

式中：

A=0.88×2=1.76m

A—錨杆間排距

Q—錨杆設計錨固力，取67.2KN/根

E—冒落拱高度，取參照H=B/2f

γ—被懸吊岩石的重力密度，取26.07 KN/m³

K—安全係數，一般取2

校核：施工時，As 最大取1.6m。所以As

(3)錨杆直徑計算：

理論直徑計算公式：ф1=(1/110)×L=(1/110)×1760=16mm

校核：實際直徑：фs=20mm，фs>ф1，所以錨杆直徑滿足要求。

(4)錨杆拉力(錨固力)計算：

理論應具備錨固力：Q1=KLeA2R=2×0.9×0.82×2.5=28.8(KN)

式中：

Le=錨杆錨固長度,一般取0.9

R=2.5t/m³;容重

實際錨固力Qs經井下實測錨杆拉力大於30KN。

校核：因為Qs>Q1所以錨杆拉力(錨固力)滿足要求。

2、錨索支護計算

(1)錨索長度計算：

錨索長度計算公式：L=La+Lb+Lc+Ld

式中：

L—錨索總長度，m

La—錨索深入到較穩定岩層錨固長度(按照GBJ86-1985要求，錨索錨固長度計算公式La≥Kd1fa/4fc=La≥(2×21.7×1770)/(4×10)=1.92m)

Lb—需要懸吊的不穩定岩層厚度，取2.5m

Lc—上托盤及錨具的厚度，取0.15m

Ld—需要外露的張拉長度，取0.25m

k—安全係數，取2

d1—錨索鋼絞線直徑，取 21.7mm

fa—鋼絞線抗拉強度，查得直徑為21.7mm鋼絞線抗拉強度為1770N/㎜²

fc—錨索與錨固劑粘合強度，取10N/㎜²

經以上計算錨索長度L=La+Lb+Lc+Ld=1.92+2.5+0.15+0.25=4.82m

校核：Ls取6.5m，Ls>L，所選錨索長度滿足要求。

(2)錨索支護密度計算：

錨索支護密度計算公式：N=KγBLb/Q

式中：

B—巷道掘進寬度

K—安全係數，取 2

γ—被懸吊岩石的重力密度，取26.07KN/m³

Lb—需要懸吊的不穩定岩層厚度，取2.5m

Q—錨索的最低破斷力，取655KN

錨索支護密度N=KγBLb/Q=2×26.07×4.6×2.5/655=0.84根/m

校核：Ns=4.375根/m，Ns>N，所以錨索支護寬度滿足要求。

(3)錨索排距計算：

錨索排距計算公式：P=nQ/KγBLb

式中：

n—每排錨索確定的平均根數，取3.5根

Q—每根錨索最低破斷載荷，取655KN

γ—被懸吊岩石的重力密度,取26.07KN/ m3

B—巷道掘進寬度

K—安全係數，取 2

Lb—需要懸吊的不穩定岩層厚度，取2.5m

錨索排距P=nQ/KγBLb=2.5×655/(2×26.07×4.6×3.5)=2.14m

校核：Ps=1.6m，Ps

(4)錨索間距計算：

錨索間距計算公式：M=B/(n-1)

式中：n—每排錨索確定的平均根，取3.5根

B—巷道掘進寬度

錨索間距M=4.6/(3.5-1)=1.84m

校核：Ms=1.4m，Ms=M，所以錨索間距滿足要求。

(5)錨索預緊力根據所處圍岩性質及支護經驗確定≥180KN。

三、100.8-1345.5m區域內巷道支護計算原理

1、錨杆支護計算(計算原理按懸吊理論計算錨杆參數)

(1)錨杆長度計算：

錨杆長度：L≥L1+ L2+L3

式中：

L—錨杆理論長度(頂錨杆理論長度Lb，幫錨杆理論長度Lc)

L1—錨杆外露長度，取0.1m

L2—有效長度(頂錨杆取免壓拱高b,幫錨杆煤幫破碎深度c)

L3—錨入岩層內深度(頂錨杆取0.8m，幫錨杆取0.6m)

B—巷道掘進寬度

H—巷道掘進高度

f—頂板岩石普氏係數，取3

ω—圍岩的內摩擦角，取71.34°(查表得)

普氏免壓拱高b=[B/2+Htan(45°-ω/2) ]/f

=[5.333/2+3.248×tan(45°-35.67°)]/2.5=0.895m

煤幫破碎深度c=H×tan(45°-ω/2)=3.248×tan(45°-35.67°)=0.585m

經計算得出：

頂錨杆理論長度Lb=0.1+0.895+0.8=1.795m

幫錨杆理論長度Lc=0.1+0.585+0.6=1.285m

校核：Ls取2.2m，頂Ls≥Lb，幫Ls≥Lc，所選錨杆長度滿足要求。

(2)錨杆間距、排距計算(設計時按間距×排距均為A²)：

計算公式：A²=Q/KEγ=67.2/(2×1.47×26.07)=0.88

式中：

A=0.88×2=1.76m

A—錨杆間排距

Q—錨杆設計錨固力，取67.2KN/根

E—冒落拱高度，取參照H=B/2f

γ—被懸吊岩石的重力密度，取26.07 KN/m³

K—安全係數，一般取2

校核：施工時，As 最大取0.8m。所以As

(3)錨杆直徑計算：

理論直徑計算公式：ф1=(1/110)×L=(1/110)×1760=16mm

校核：實際直徑：фs=20mm，фs>ф1，所以錨杆直徑滿足要求。

(4)錨杆拉力(錨固力)計算：

理論應具備錨固力：Q1=KLeA2R=2×0.9×0.82×2.5=28.8(KN)

式中：

Le=錨杆錨固長度,一般取0.9

R=2.5t/m³;容重

校核：

實際錨固力Qs經井下實測錨杆拉力不符合計算要求，所以采用架設U型鋼棚進行永久支護。

四、支護材料選型

根據以上計算結果，並結合巷道所處圍岩性質，確定巷道支護參數選用如下支護材料：

1、錨杆選用ø20mm×2.2m的等強錨杆。

2、錨索選用ø21.7mm×6.5m的鋼絞線，為7股鋼絲扭製成，配用20mm厚鐵板加工的托盤，規格300mm×300mm，中孔ø24mm。

3、鋼帶選用10mm鋼絲繩加工成，長4.2m，錨杆(索)孔間距0.8m。

4、幫錨杆托盤選用7mm厚鋼板製成，規格120×120mm,中孔ø22mm。頂錨杆托盤選用10mm厚鋼板製成，規格200×200mm,中孔ø22mm。

5、錨固劑選用樹脂錨固劑，規格ø23mm×500mm。

6、金屬網采用8#(頂板)、10#(巷幫)鐵線編製成的70mm×80mm網孔，規格5m×1.1m、5m×1.8m。

7、U型鋼棚采用34#U型鋼加工。

第四節 支護工藝與質量標準

一、0-100.8m區域內巷道支護形式及工藝要求

1、支護形式

(1)巷道采用鋼帶、錨杆、錨索、金屬網聯合支護(見圖3)。

①頂板支護布置方式：頂板錨杆、錨索布置為“四、三”布置，間排距700×800mm。

②巷幫支護布置方式：每幫布置五排幫錨杆，間排距700×800mm。

2、臨時支護工藝及要求(見圖4)

(1)臨時支護前探梁及吊環規格：前探梁使用長4.0m的鋼管,直徑

75.5mm，壁厚4mm。吊環使用20mm厚鐵板，中孔直徑125mm，吊環兩端焊接錨杆螺母及錨索鎖具，焊接接口處，必須焊縫飽滿，無砂眼。

(2)吊環的固定：用吊環焊接的錨杆螺母(鎖具)固定在頂錨杆(錨

索)上，使用錨杆螺母固定時，錨杆螺母與頂板錨杆必須擰滿扣，使用鎖具固定時鎖具內芯必須保證齊全完好。

(3)掘進巷道成型後，操作人員站在完好支護的巷道下，用長柄工具進行敲幫問頂，處理幹淨頂幫的活矸(煤)，確保無問題後，人員站在永久支護下，掛連一片頂網。頂網連好後(初連網要求金屬網成片可托起，支護完成後，終連網間距必須達到規程要求)，上好吊環，施工人員將網頂起，前移前探梁，並用前探梁托起一根鋼帶，並用木拌橫至在前探梁上，錨網支護完後，臨時支護移至準備施工的第二條鋼帶處，依次順序施工。

(4)前移前探梁時，班組長親自指揮，並指派專人監護幫頂，發現問題及時處理。

3、鋪連網工藝及要求

(1)頂網長邊垂直巷道中線鋪設，幫網沿巷幫鋪設。

(2)相鄰網搭接50-100mm，每隔150-200mm使用連網工具將搭接處兩片金屬網擰緊成扣，且必須擰緊不少於3圈。

4、錨杆支護工藝及要求

(1)掘進巷道成型後→操作人員用長柄工具處理頂幫活矸、活煤，並進行敲幫問頂→開始吊連頂網→前移前探梁→打頂錨杆→檢查是否合格→打幫錨杆。

(2)錨杆每孔使用2根樹脂錨固劑。安裝錨杆時將錨固劑用錨杆送至孔底，攪拌時間25s-30s，攪拌停止後，2min-3min，使用扭矩扳手擰緊螺母。

(3)幫錨網支護，第1-3排錨杆允許滯後工作麵不大於6條帶，第4-5排錨杆允許滯後工作麵不大於12條帶;若巷幫岩石破碎，第1-3排錨杆緊跟工作麵，第4-5排錨杆允許滯後工作麵不大於6條帶。

5、錨索支護工藝及要求

(1)敲幫問頂→打眼→上藥卷安裝索線→上托盤及鎖頭→用千斤頂預緊錨索。

(2)錨索每孔使用2根樹脂錨固劑。安裝錨索時將錨固劑用錨索送至孔底，攪拌時間25s-30s，攪拌停止後，2min-3min，使用千斤頂預緊錨索。

二、100.8-1345.5m區域內巷道支護形式及工藝要求

1、支護形式

(1)采用鋼帶、錨杆、金屬網、架U型鋼棚聯合支護。

①錨杆支護布置方式：頂板每條鋼帶布置7根錨杆，每幫布置三排幫錨杆，間排距800×800mm。

②U型鋼棚棚距800mm，岔角10%(見圖1)。

③U型鋼棚與工作麵最大控頂距離1.8m。

(2)巷道100.8-131.6m區域內為進入12-2煤段，前掘期間使用管棚式進行超前支護。

①管棚式超前支護技術要求：在工作麵的頂板迎頭沿巷道輪廓線打眼，眼孔深3-3.5m，間距300mm，角度平行巷道輪廓線。

②鑽眼機具使用YT-23(7655)鑿岩機，鑽頭采用ø40mm鑽頭或ø28mm鑽頭。

③管棚采用37.5 mm鋼管，管長1.5m(管與管之間可連接)，或采用長度3.8m×ø20mm的等強錨杆。

2、臨時支護工藝及要求(見圖4)

(1)臨時支護前探梁規格：使用木柈(長×寬×厚：3m×0.2m×0.1m)。

(2)巷道成型後，操作人員站在完好支護的巷道下，用長柄工具(2m穿釺)進行敲幫問頂，處理幹淨頂幫的活矸(煤)，確保無問題後，人員站在永久支護下，掛連一片頂網。頂網連好後，施工人員站在有支護側;將木柈沿靠近工作麵已經架好的兩架鋼棚上方木柈中穿過，前探梁靠近工作麵迎頭的一端頂在迎頭，將網頂起。

(3)U鋼立好後，在刹頂前，將前探梁撤掉;前掘臨時支護依此循環。

3、鋪連網工藝及要求

(1)頂網長邊垂直巷道中線鋪設，幫網沿巷幫鋪設。

(2)相鄰網搭接50-100mm，每隔150-200mm使用連網工具將搭接處兩片金屬網擰緊成扣，且必須擰緊不少於3圈。

4、錨杆支護工藝及要求

(1)掘進巷道成型後→操作人員用長柄工具處理頂幫活矸、活煤，並進行敲幫問頂→開始吊連頂網→前移前探梁→打頂錨杆→檢查是否合格→打幫錨杆。

(2)錨杆每孔使用2根樹脂錨固劑。安裝錨杆時將錨固劑用錨杆送至孔底，攪拌時間25s-30s，攪拌停止後，2min-3min，使用扭矩扳手擰緊螺母。

5、架U型鋼棚支護工藝及要求

掘進巷道成型→操作人員用長柄工具處理頂幫活矸、活煤，並進行敲幫問頂→開始吊連頂網→頂板錨網支護→按巷道中心找好腿窩位置開始挖腿窩(腿窩深不小於200mm)→穩設棚腿→使用旋轉式“U”型托梁，上棚腿卡子並上梁→找好棚距、岔角，按要求刹幫刹頂→打緊楔子、打齊撐木→文明生產。

三、工程質量標準

1、巷道淨寬：中心至巷道一側允許偏差0-100mm。

2、巷道淨高：無腰線測全高允許偏差-50-200mm。

3、錨杆角度：與巷道輪廓線垂直，允許偏差±15°。

4、錨杆外露長度：10-40mm(錨杆露出螺母長度)。

5、錨杆間排距：按設計要求進行布置，允許偏差±100mm。

6、錨索角度：與巷道輪廓線垂直，允許偏差±15°。

7、錨索外露長度：150-250mm(錨索露出鎖具長度)。

8、錨杆預緊力：≥100N.m。

9、錨杆錨固力：幫錨杆≥30KN、頂錨杆≥70KN。

10、錨索鎖緊壓力：≥180KN。

11、相鄰金屬網搭接：50-100mm。

北二采區1208-2運輸順槽巷道臨時支護示意圖(單位mm) 圖4

比例 1：60

第四章 施 工 工 藝

第一節 施 工 方 法

1、北二1208-2運輸順槽采用掘進機掘進為主，手鎬修理巷幫的方式，膠帶輸送機進行輸送煤(矸)，一次成巷，0-100.8m區域內巷道支護方式采用鋼帶、錨索、錨杆、金屬網聯合支護，100.8-1345.5m區域內巷道支護方式采用錨杆、金屬網、鋼帶、架U型鋼棚聯合支護。

2、巷道開拉門施工方法

(1)作業人員首先在施工地點搭設操作平台，平台搭設選用150×150mm的方木做立柱和橫梁，每側不少於3根立柱，用自製的U型卡固定牢固，上方鋪設不小於50mm厚跳板，跳板不得探出橫梁300mm,跳板兩端用8#鐵線與橫梁擰緊。

(2)人員站在操作平台上將原巷道金屬網橫向剪開3.0m～4.0m，然後按照要求進行掘進。

(3)巷道高度、寬度達到要求後及時對巷道幫頂進行支護。

3、特殊條件施工方法

(1)遇地質構造帶及頂板破碎段前掘方法

①如遇幫頂破碎及地質構造段施工時，造成巷道超挖寬度超過400mm，頂板必須及時補打點錨杆，並使用管棚式進行超前支護。

②管棚式超前支護技術要求：在工作麵的頂板迎頭沿巷道輪廓線打眼，眼孔深3-3.5m，間距300mm，角度平行巷道輪廓線。

③鑽眼機具使用YT-23(7655)鑿岩機，鑽頭采用ø40mm鑽頭或ø28mm鑽頭。

④管棚采用37.5 mm鋼管，管長1.5m(管與管之間可連接)，或采用長度3.8m×ø20mm的等強錨杆。

(2)施工硐室

①硐室施工采用一次成巷方法進行施工作業，0-100.8m區域內硐室支護方式為全錨索布置，間排距700×800mm，100.8-1345.5m區域內硐室支護方式采用錨網、架棚聯合支護，錨杆間排距800×800mm。

②該巷道從拉門起，施工硐室規格如下(長×高×深)：

膠帶輸送機機頭硐室，規格30m×3.5m×0.4m。

絞車硐室，規格4.2m×3.3m×3.0m。

絞車擋杠硐室，規格2.0m×3.0m×0.8m。

材料硐室，規格30m×3.3m×0.8m。

移變硐室，規格2m×3.3m×2.4m。

③硐室施工位置應避開頂板破碎帶及地質構造段，具體施工位置以實際施工為準。

第二節 鑿 岩 方 式

一、機掘施工方式

1、掘進生產工藝流程：

掘進機進入工作麵，對急停試驗、報警→掘進機割、裝、運→掘進成形，找淨工作麵浮矸，後退→敲幫問頂→臨時支護→錨索、鋼帶、錨網聯合支護(錨杆、金屬網、鋼帶、架U型鋼棚聯合支護)→撤出工作麵所有工具、設備、清理雜物→檢查風筒、探頭(距工作麵距離)是否符合要求→撤出人員。

2、支護打眼使用YT-23(7655)鑿岩機、MQT-130型錨杆鑽機進行打眼及安注錨杆、錨索。

3、巷道0-100.8m區域內最大臨時控頂距4.2m，巷道100.8-1345.5m區域內最大臨時控頂距1.0m，備棚滯後工作麵迎頭不大於1.8m。如遇斷層破碎帶時U鋼棚緊跟工作麵。

二、掘進機截割順序(見圖5)

1、按截齒切割方向由上至下循環切割，最後刷成所需巷道斷麵形狀。

2、巷道0-100.8m區域內每循環進尺4.2m, 巷道100.8-1345.5m區域內每循環進尺0.8m。

3、每次進刀深度0.2m-0.5m。

北二采區1208-2運輸順槽掘進機截割順序示意圖(單位mm) 圖5

第三節 裝 載 與 運 輸

一、裝載方式

工作麵使用掘進機進行前掘裝載煤矸，通過掘進機一運二運裝置運至膠帶輸送機進行輸送，工作麵所需物料采用軌道運輸與人工輔助運輸相結合，裝載所需物料的車輛到達北二采區1208-2運輸順槽料場進行卸載，然後通過人工運到工作麵。

二、運輸係統

1、運煤係統

北二采區1208-2運輸順槽膠帶輸送機→北二下采膠帶巷膠帶輸送機→北二下采膠帶斜巷膠帶輸送機→煤倉(見附圖4)。

2、材料設備運輸係統

副井→井底車場→-850北翼運輸大巷→-845北翼輔助運輸大巷→北二下采軌道石門→北二下采膠帶巷→北二采區1208-2運輸順槽(見附圖4)。

三、運輸設備的鋪設

1、軌道的鋪設

(1)本工作麵采用軌型24㎏鐵道，要求鋪設平直、扣件齊全、緊固有效，接頭間隙不超過5mm，內錯差不超過2mm，水平偏差不超過2mm，軌枕間距0.6m，軌枕必須墊實,軌道距工作麵50m-100m。

(2)運輸沿線保持清潔無雜物，每月對鋪設的軌道至少檢查一次。

2、輸送機的鋪設

(1)機頭、機尾與巷幫距離不小於0.7m，其它部位與巷幫距離不小於0.5m。

(2)膠帶輸送機機頭主體架行人側用防護網擋嚴，機尾安設防護罩，皮帶架要求平直。第一部皮帶頭迎頭必須設置迎煤板。

(3)膠帶輸送機機頭、機尾采用40T錨鏈鏈接牢固並打底錨固定，機頭底錨數量為6根，機尾底錨數量為2根。采用ø20mm×2200mm的等強錨杆，錨固力不小於70KN。

(4)刮板輸送機各部件齊全、可靠、有效，要求平直。

(5)刮板輸送機機頭、機尾采用40T錨鏈鏈接牢固並打底錨固定，機頭底錨數量為4根，打在固定的機座孔內，機尾底錨數量為2根。采用ø20mm×2200mm的等強錨杆，錨固力不小於70KN。

3、絞車的安裝

(1)絞車固定采用打混凝土(混凝土標號為C20)基礎固定。基礎規格按礦機電科相關規定執行。

(2)斜巷運輸“一坡三擋”，其位置為絞車往下一列車長度處設置阻車器，阻車器下方3-6m處設置擋車欄。擋車欄基礎采用打砼(規格：長1.0m×寬1.0m×深1.5m)，擋車欄的開啟方式采用遠方操作。

裝載、運輸設備運輸方式表 表4

序號設備名稱型號數量安裝位置固定方式運輸方式運輸距離

1掘進機EBZ-1501工作麵非固定刮板輸出10m

2橋式轉載機QZP-1601工作麵非固定帶式輸出16m

3帶式輸送機DSP-8001拉門口機頭、尾錨固帶式輸出700m

4帶式輸送機DSP-8001700m機頭、尾錨固帶式輸出700m

5絞車40KW1拉門口基礎錨固牽引500m

6絞車40KW1500m基礎錨固牽引500m

7絞車40KW11000m基礎錨固牽引500m

第四節 管 線 敷 設

1、風筒、電纜、風水管路按巷道斷麵圖布置(見圖1)。

2、風管、水管用專用鉤固定 在幫錨杆上，每隔3-5m一個鉤，懸掛高度不低於1.5m，距工作麵不超過30m。

3、電纜掛在專用的電纜鉤上，電纜鉤掛於固定在頂板Φ15.5mm鋼絲繩上，鋼絲繩一端用卡子擰緊在頂板錨杆的吊環上，另一端用同樣的方法固定於頂板上，鋼絲繩中間部分用鐵線每隔1.6m吊於頂板鋼帶及U型鋼棚上。電纜鉤每個間距600mm，且每鉤隻準掛一根電纜。

管線及軌道敷設方式表 表5

序號名稱規格

型號單位數量吊掛方式與中心腰線距離與底板水平/垂直距離(m)與工作麵距離

2風筒Φ1000mm121懸吊中心左0.7-1.0m1.0/1.5≤5m

3風管Φ108mm58懸吊中心左1.9m0.9/1.030m

4水管Φ108mm58懸吊中心左1.9m0.9/1.030m

6纜線70²m250懸吊中心右1.9m1.5/2.0--

第五節 設備及工具配備

設備及工具配備(見表6)

設備及工具配備表 表6

序號設備、工具名稱規格型號單位數量備注

1控製開關QBZ-120台

2饋電開關KBZ-200台

3綜保ZBZ-4.0台

4激光指向儀EQJ-500台1

5局部通風機FBD-NO6.3/2× KW台2

6鑿岩機7655台4

7錨杆鑽機MQT—130台4

8預應力千斤頂YCD22-370台1

9錨杆拉力計LSZ-300台1

10風鎬G10台4

11中方鍬軍用把4

12尖鍬象牌把4

13鎬3#900-950mm把2

14錘18P把2

第五章 生產係統

第一節 通風

一、通風方式及供風距離

1、采用壓入式通風，最長供風距離為1400m。

2、通風係統(見附圖5)

新風：副井→-850配風大巷→-845軌道巷→架空人車道→北二下采膠帶斜巷→局部通風機吸風→風筒→工作麵。

乏風： 工作麵→已掘北二采區1208-2運順→北二下采膠帶巷、北二采區軌道巷→北二采區1216工作麵→北二采區1216回風繞道道→下采回風上山→下采回風石門→北風井。

二、風量計算

1、按瓦斯湧出量計算：

Q1 = 125×q×k=125×0.18×2.0=45m³/min

式中：

Q1—— 掘進工作麵實際需要風量，m3/min;

q ——工作麵平均瓦斯絕對湧出量(根據相鄰掘進工作麵瓦斯湧出量，確定本掘進工作麵煤層瓦斯含量湧出量為4m3/t，日出煤矸量64.32t計算得絕對瓦斯湧出量為0.18m³/min)。

k——工作麵瓦斯湧出不均衡係數，取2.0(根據已掘北二采區1208運順掘進工作麵正常生產觀測一個月後數據，得出瓦斯湧出不均衡通風係數為2.0)，取2.0。

2、按局部通風機的實際吸風量計算：

煤巷半煤巷掘進：Q2=Q機吸+60×0.25S

Q2=440+60×0.25×10

Q2=590m3/min

式中：

Q2——掘進工作麵需要風量，m3/min;

Q機吸——掘進工作麵局部通風機實際吸風量，m3/min;

0.25 ——煤巷半煤巷道最低風速,m/s;

S ——局部通風機所在巷道斷麵，m2;

3、按炸藥使用量計算：

Q3=10×A

Q3=10×0

Q3=0 m3/min

式中：

Q3——掘進工作麵實際需要風量，m3/min;

10——每千克炸藥爆炸後需要供給的風量，m3/min·kg;

A ——掘進工作麵一次爆破所用的最大炸藥用量,kg;

4、按掘進工作麵同時作業人數計算：

Q4 = 4N=4×9=36m³/min

式中：

Q4——掘進工作麵實際需要風量，m3/min;

4——每人每分鍾應供給的最低風量，m3/min;

n——掘進工作麵同時工作的最多人數。

5、確定掘進工作麵實際需要的配風量：

工作麵實際需要風量為：Q= 45 m3/min。

三、風量驗算

取工作麵需要風量Q =45m³/min進行校核如下：

1、按最高風速校核

Q高=V×S

Q高=240×13.4=3216m³/min

式中：

Q高——掘進工作麵的最高風量，m3/min;

S——掘進工作麵的斷麵積，m2;

V高——掘進工作麵允許的最高風速4×60=240 m/min;。

Q < Q高，(工作麵風量符合規定)

2、按最低風速校核

Q低=V低×S

Q低=15×13.4=201m³/min

式中：

Q低——掘進工作麵的最低風量，m3/min;

S——掘進工作麵的斷麵積，m2;

V低——掘進工作麵允許的最低風速0.25×60=15 m/min;。

Q < Q低 ，(工作麵風量不符合規定)

通過以上計算得出該工作麵風量Q取45m³/min滿足不了需要，必須保證取值大於最低風速201m³/min，在保證最低風速的情況下，為保證風量的穩定外加10%的富餘係數。因此Q取221m³/min。

即：Q高> Q > Q低

3、局部通風機選型

根據風量計算結果，工作麵設計風量為221m³/min，風筒選用直徑為1000mm膠質阻燃風筒供風，最長供風距離為1400m，根據供風長度及風筒長度特性曲線得出，百米漏風率按2.0%計算，局部通風機供風量不小於307m³/min，因此選用FBDNO6.0/2×15kW局部通風機。根據其他掘進巷道使用的相同型號、功率局部通風機，確定該局部通風機吸入風量為240-440 m3/min，能夠滿足工作麵通風需求。局部通風機安設在北二下采膠帶斜巷內。

常用局部通風機風量參考表

型號或名稱功率/kw吸入風量/ m3/min

對旋局部通風機2×7.5180—300(250)

對旋局部通風機2×15240—440(350)

對旋局部通風機2×30260—630(500)

柔性風筒有效風量及漏風率參考表

規格尺寸(直徑mm)百米漏風率(%)

6001.20-3

8001.19-3

10001.00-3

局部通風機性能參數

參 數

規 格電機功率/kw

№5.0/2×7.52×7.5

№6.0/2×152×15

№6.3/2×302×30

第二節 壓 風

掘進工作麵的壓風風源由地麵壓風機統一供風(見附圖6)，采用4寸無縫鋼管接設至工作麵。壓風壓力不得小於0.45Mpa。

第三節 防治煤與瓦斯突出

根據煤炭科學研究總院沈陽研究院鑒定結果，北二采區為無突出危險區，在前掘期間用工作麵預測方法進行區域驗證並采取安全防護措施。

1、區域驗證方法及要求：

由專職防突員用鑽屑指標法驗證工作麵的突出危險性，預測孔深8.5m(見附圖7)，每2m測定一次Δh2、每1m測定一次鑽屑重量，如所測指標Δh2<200pa、最大鑽屑重量<6.0kg/m，並且無其他突出預兆，判斷工作麵無突出危險，允許工作麵在采取安全防護措施的情況下前掘。當所測指標Δh2≥200pa或最大鑽屑量≥6.0kg/m或有其他突出預兆時，該工作麵立即停止作業，根據現場情況製定防突措施。

(1)在開拉門前進行首次驗證(2次預測)，此後工作麵每前掘50m至少進行1次驗證循環(2次預測)。在工作麵打3個Φ42mm鑽孔，一個位於中間平行於工作麵前掘方向，另外兩個孔打在工作麵兩側，控製巷道輪廓線以外2.5m。每循環區域驗證的首次預測為無突出危險允許工作麵前掘5米，第二次預測為無突出危險允許工作麵前掘45m。

(2)區域驗證選用風煤鑽、螺旋鑽杆、Φ42mm鑽頭等工具，不得使用錨杆機。

(3)工作麵始終保持超前距不少於20m的超前鑽孔(見附圖8)，探明地質構造、煤層賦存情況和觀察突出預兆，由跟班負責人、瓦檢員、安監員共同監督並做好記錄。

(4)工作麵遇地質構造時，加密區域驗證循環至每5m進行一次。

2、防突措施

當所測指標Δh2≥200pa、最大鑽屑量≥6.0kg/m，或有其他突出預兆及鑽孔無法按設計施工時，必須立即停止作業，根據現場情況製定防突措施，並上報公司，經公司總工程師批準後執行。

3、安全防護措施

(1)進入該工作麵的人員，必須攜帶隔離式自救器，並會正確使用。

(2)進入該區域的所有人員必須熟悉避災路線，當發生下列預兆之一時，人員按照避災路線撤離並向礦調度彙報：

a、工作麵壓力增大，支護來勁;

b、有聲響，如悶雷聲、爆竹聲、機槍聲、哨聲、嗡嗡聲;

c、工作麵瓦斯濃度突然變大、變小或忽大忽小;

d、工作麵頂板掉渣、片幫、煤壁壓出、顫動;

e、工作麵有煤塵霧;

f、煤層層裏紊亂、鬆軟、幹燥;

g、打鑽時頂鑽、夾鑽、鑽機過負荷、鑽孔變形、塌孔、噴孔等。

(3)在下列地點安設壓風自救裝置，個數滿足作業人數需要，平均每人壓縮空氣供給量不得小於0.3m3/min：

a、距工作麵25～40m的巷道內，個數9個;

b、爆破、撤離、警戒人員所在位置，個數滿足作業人數需求。

c、回風道有人作業處，個數滿足作業人數需求。

(4)該工作麵進風側必須設置防突風門，由施工人員負責管理使用，通風隊定期檢查維護。

第四節 供水與綜合防塵

防塵係統(見附圖9)：北風井→下采軌道上山→-845軌道巷→-845入風巷→北二下采軌道石門→北二下采膠帶巷→工作麵。

1、掘進巷道內每50m設有一處三通閥門，其它巷道內每100m設有一處三通閥門。

2、工作麵必須采取濕式打眼，工作麵裝煤時灑水，轉載點和皮帶頭必須安裝噴霧裝置，出煤時開啟並保證霧化效果。

3、掘進機內外噴霧水壓分別不小於3Mpa和1.5Mpa。開機時必須打開噴霧裝置。

4、掘進巷道內設置2組隔爆水棚，每組隔爆水棚的總水量不小於2680L，棚區長度不小於20m，第一組水棚距工作麵的距離必須保持在60～200m範圍內，第二組水棚距順槽口不小於50m。

隔爆水棚水量計算：

Q =Qe×S=200×13.4=2680L

Q——每組隔爆水棚需要的水量(單位L)：

Qe——巷道單位斷麵需要的額定水量200L/m2：

S——巷道斷麵積：m2

5、每處水袋棚必須使用同一規格水袋，不得混用。

6、隔爆設施每周通風隊檢查一次。檢查內容包括：安裝地點、水袋數量、水量、安裝質量、棚區長度、斷麵、棚距等參數。

7、加強個人防護，進入工作麵作業人員必須佩帶防塵口罩。

第五節 防 滅 火

1、相鄰采區、相鄰煤層和鄰近巷道均無自燃發火傾向和不存在火區，防火重點是電纜、機械摩擦和人為火災。

2、本巷道在掘進過程中如遇到高頂、孔洞和裂隙時用不燃性材料充填。

3、各運輸機頭及移動配電點配備2隻滅火器、兩把消防鍬和兩個滅火砂箱，滅火器必須放置在架子上，放於皮帶頭5m便於取用的地方。消防器材嚴禁移做他用。

第六節 安 全 監 控

一、分站、傳感器安設位置(見附圖10)

(1)分站安設位置：北二下采1208-2運順掘進巷風機配電點。

(2)分站供電電源：北二下采1208-2運順掘進巷副風機專用電源負荷側。

(3)傳感器安設位置：掘進工作麵甲烷傳感器T1距工作麵≤5m;回風流中甲烷傳感器T2距回風繞道口10—15m;當掘進巷道長度大於1000米時，在巷道中部增設甲烷傳感器T3;全風壓回風混合處T4距掘進巷道拉門口10—15m;開停傳感器固定在掘進工作麵主、副局部通風機的電源負荷線上;風筒傳感器固定在局部通風機的風筒末端;饋電傳感器固定在被控高開負荷側的低壓電纜上。

(4)標準要求：監測分站必須設置在新鮮風流的巷道中，應便於人員觀察、調試、檢驗及支護良好、無滴水、無雜物，距巷道底板不小於300mm或吊掛在巷道中。甲烷傳感器應垂直吊掛，距頂板(頂梁)≤300mm，距巷道側壁≥200mm，安裝維護方便，不影響行人和行車，工作麵甲烷傳感器，不得與風筒設置在同一側。

二、傳感器報警濃度、斷電濃度、複電濃度及斷電範圍設置

(1)T1　報警濃度：≥0.8% CH4;斷電濃度：≥0.8% CH4;複電濃度：<0.8% CH4

斷電範圍：掘進巷道內全部非本質安全型電氣設備。

(2)T2　報警濃度：≥0.8% CH4;斷電濃度：≥0.8% CH4;複電濃度：<0.8% CH4

斷電範圍：掘進巷道內全部非本質安全型電氣設備。

(3)T3　報警濃度：≥0.8% CH4;斷電濃度：≥0.8% CH4;複電濃度：<0.8% CH4

斷電範圍：掘進巷道內全部非本質安全型電氣設備。

(4)T4　報警濃度：≥0.5% CH4;斷電濃度：≥0.5% CH4;複電濃度：<0.5% CH4

斷電範圍：包括1216采煤麵及1208-2運順掘進巷在內的全部非本質安全型電氣設備。

三、安全管理措施

1、掘進工作麵甲烷傳感器由掘進當班班組長負責按規定位置及時移動，由作業地點瓦斯檢查員負責檢查監督。

2、瓦斯監測維護人員每天至少對該地點甲烷檢測傳感器及其它安全監控設施巡視檢查一次，並使用便攜式甲烷檢測報警儀或便攜式光學甲烷檢測儀與甲烷傳感器進行對照檢查。

3、監測設備必須定期調試，每七天使用標準甲烷氣樣和空氣氣樣對該地點甲烷傳感器調校一次，並對甲烷超限、設備故障等斷電閉鎖功能進行測試，確保報警、斷電準確靈敏可靠。

4、當班瓦斯檢查員負責對該地點的甲烷傳感器檢測精度和監控設施進行檢查，如有超差和損壞，及時向安全監控部門彙報。

5、安全監測值班人員接到安全監控係統出現故障和異常現象通知後，要立即趕到現場，對故障進行及時處理，並將原因和結果彙報通風隊調度和礦調度。

6、使用單位負責提供監測電源，接通電源及控製線，並負責非本安設備的日常維護和管理。監測電纜應在動力電纜上方整齊懸吊，間距為0.1m以上，接頭連接要規範。

7、與監測監控關聯的電氣設備，電源線和控製線在拆除或改線時，必須與信息中心共同處理。檢修與監測監控關聯的電氣設備，需要監控設備停止運行時，須經礦主要負責人或主要技術負責人同意，並製定安全措施後方可進行。

8、當掘進工作麵湧出的瓦斯造成斷電後，在未流經回風甲烷傳感器之前或未確認小於0.8%以下時，禁止送電作業。

第七節 供 電

一、變壓器負荷統計

1、變壓器原有負荷量

1#變壓器原有負荷：∑Pe原= 90kw

2#變壓器原有負荷：∑Pe原= 90kw

3#變壓器原有負荷：∑Pe原= 0kw

2、變壓器新增負荷量

1#變壓器新增負荷：∑Pe增= 30kw

2#變壓器新增負荷：∑Pe增= 30.1kw

3#變壓器新增負荷：∑Pe增= 248kw

4#變壓器新增負荷：∑Pe增= 164kw

5#變壓器新增負荷：∑Pe增= 246kw

詳見附圖11-13。

3、最大啟動負荷量

1#變壓器新增負荷：∑Pmax=15kw,並采用直接啟動方法啟動。

2#變壓器新增負荷：∑Pmax=15kw,並采用直接啟動方法啟動。

3#變壓器新增負荷：∑Pmax=80kw,並采用直接啟動方法啟動。

4#變壓器新增負荷：∑Pmax=80kw,並采用直接啟動方法啟動。

5#變壓器新增負荷：∑Pmax=160kw,並采用直接啟動方法啟動。

4、變壓器原有負荷需用係數

1#變壓器原有負荷：取0.80

2#變壓器原有負荷：取0.80

5、變壓器新增負荷需用係數

1#變壓器新增負荷：Kx增=0.80

2#變壓器新增負荷：Kx增=0.80

3#變壓器新增負荷：Kx增= 0.59

4#變壓器新增負荷：Kx增= 0.65

5#變壓器新增負荷：Kx增= 0.79

6、加權平均功率因數

變壓器原有負荷和新增負荷加權平均功率因數：查表，取0.6

二、變壓器容量效驗

1、變壓器所帶原有負荷總視在功率

1#變壓器原有負荷：Sb原=120KVA

2#變壓器原有負荷：Sb原=120.4KVA

2、變壓器所帶新增負荷總視在功率

1#變壓器新增負荷：Sb增=40KVA

2#變壓器新增負荷：Sb增=40.13KVA

3#變壓器新增負荷：Sb增=243.87KVA

4#變壓器新增負荷：Sb增=177.67KVA

5#變壓器新增負荷：Sb增=323.9KVA

3、變壓器所帶負荷總視在功率

1#變壓器總視在功率：Sb= 160KVA

2#變壓器總視在功率：Sb= 160.53KVA

3#變壓器總視在功率：Sb= 243.87KVA

4#變壓器總視在功率：Sb= 177.67KVA

5#變壓器總視在功率：Sb= 323.9KVA

經效驗，所選1#、2#、3#、4#和5#變壓器容量全部滿足要求。詳見附圖11-13。

三、變壓器壓降計算

1#變壓器：

⊿UT =(Pca* R+Qca* X)/Ue=(96×0.0068+128×0.0427)/0.66=9.27V

2#變壓器：

⊿UT =(Pca* R+Qca* X)/Ue=(96.32×0.0068+128.42×0.0427)/0.66=9.3V

3#變壓器：⊿UT=(Pca* R+Qca* X)/Ue = (146.32×0.0068+195.1×0.0427)/0.66 =14.13V

4#變壓器：⊿UT=(Pca* R+Qca* X)/Ue = (106.6×0.0068+142.14×0.0427 )/0.66= 10.29V

5#變壓器：⊿UT=(Pca* R+Qca* X)/Ue = (194.34×0.0204+258.47×0.1280 )/1.14 = 32.50V

選擇電纜截麵及效驗壓降

四、電纜截麵選擇

1#變壓器Ig=0.80(16.9*2)=27.04A 選用MY-0.38/0.66KV 3×35+1×16電纜符合要求。詳見附圖11-13。

2#變壓器Ig=0.80(16.9*2+0.1*1.15)=27.13A選用MY-0.38/0.66KV 3×35+1×16電纜符合要求。

3#變壓器Ig=0.59((2*45+5.43+2*45)=111.26A 選用MY-0.38/0.66KV 3×70+1×25電纜符合要求。

4#變壓器Ig=0.65(2*45+5.43+2*45)=120.53A 選用MY-0.38/0.66KV 3×70+1×25電纜合要求。