煤矿地质实习报告.docx

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煤矿地质实习报告

煤矿地质实习报告

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　　实习报告

　　姓名：

　　学校：

　　专业：

　　班级：

　　一、实习目的

　　通过在白龙煤矿综二队10下3121工作面的实习，使我对综掘工作面的工程施工、作业标准、安全管理和作业组织，有了一次全面的感性认识，加深了我们对所学课程知识的理解，使学习和实践相结合。

　　二、实习时间

　　20xx年6月26日至20xx年7月16日

　　三、实习地点

　　山西焦煤白龙煤矿有限责任公司

　　四、实习单位和部门

　　山西焦煤白龙煤矿有限责任公司综二队

　　五、实习内容：

　　一、矿井基本概况

　　第一节自然属性

　　一、地里位置，企业性质，隶属关系，地形地貌，交通情况：

　　地理位置：

白龙矿平峒位于山西省霍州市白龙镇白龙村，地理坐标为：

东经111°37′111°42′，北纬36°36′36°31′。

企业性质为省属国有企业，隶属于山西焦煤集团霍州煤电集团有限责任公司。

地形地貌：

白龙井田地势西高东低向汾河河谷倾斜，汾河属黄河水系，自北向南流经井田东侧，井田内几条较大的沟谷也由西向东汇集汾河，井田地处低山丘陵地带。

最高地形标高837米，最低地形标高540米。

　　交通情况：

白龙矿距汾河东岸的南同蒲铁路霍州站4公里，有铁路专用线与南同蒲铁路圣佛站接轨，与南同蒲铁路相平行的还有大（同）—运（城）公路和霍（州）—侯（马）一级公路，交通便利。

　　二、井田地质情况，地层，含煤地层，构造：

　　井田地质情况：

白龙井田位于吕梁山和霍山两个隆起带之间，西南部出露煤系的基底——中奥陶统马家沟组石灰岩，东北依次零星出露中、上石炭统本溪组、太原组，下二迭统山西组、下石盒子组，上二迭统上石盒子组。

太原组、山西组为主要含煤岩系，新生界上第三系及第四系不整合覆于上述各不同时期的地层之上。

太原组主要含煤5层，至上而下有6、9、10、10下、11煤。

　　井田构造：

井田南部地层走向北西，倾向北东，倾角平缓，一般在10°以下。

北部地层走向为北北西至北北东，向东倾斜，地层倾角10°左右。

中部F9、F24、F28断层之间局部地层倾角较大，在25°28°左右。

断层是井田内主要构造，包括井田边界断层在内共见落差大于5米的断层45条。

地面观察和钻孔控制以及在矿井生产过程中发现的褶曲有5个，即贾垣背斜、牛腰向斜、后马岭背斜、燕南庄向斜、郑家庄背斜。

白龙矿井柱状陷落十分发育，生产中已揭露柱状陷落532个。

井田内无岩浆岩。

　　三、主要可采煤层情况，煤层赋存条件、煤层层数、厚度，储量，煤质，煤种：

　　主要可采煤层情况：

平峒的主要含煤地层为上石炭统太原组。

太原组主要可采煤层10、11煤层。

6、9、10下平均厚度在0.7米，局部可采煤层暂不可开采。

主要可采煤层特征如下：

　　10煤层是个独立的单一煤层。

煤层厚度为0.83.0米，平均厚度为1.84米，含夹石12层。

10煤煤岩类型以条带状镜煤、亮煤质和木质、丝炭质的亮煤为主。

煤层风氧化比较严重，在风化带内，不仅煤质恶劣，厚度也显著变化。

　　10煤原煤含硫较高，范围也广，平均值为3.7%，属高硫煤。

　　11煤层厚度为1.583.19米，平均厚度为2.34米，含夹石13层，结构比较复杂。

11煤则为连续的条状全亮的镜煤质和半亮的丝炭木质暗煤质的亮煤。

本区的变质程度属于II阶段。

煤层风氧化比较严重，在风化带内，不仅煤质恶劣，厚度也显著变化。

　　煤中硫、磷含量，各煤层差别较大。

11煤原煤硫分含量在0.361.46%，平均0.82%，有个别高达2.592.38%之间，属低硫煤到中硫煤。

　　四、水文地质情况，开采技术条件：

　　本井田含水层大体划分为5套，自上而下为：

第四系砂砾岩层孔隙潜水中等含水层、第三系泥灰岩砂砾岩层裂隙承压中等含水层、二叠系砂岩层裂隙弱含水层、石炭系石灰岩裂隙溶隙承压极弱含水层、奥陶系石灰岩层裂隙溶洞承压强含水层。

　　井田内主要含水层为山西组K8砂岩、太原组K2灰岩和奥陶系O2含水层，O2水的静水位标高区为+520m，矿井生产水平+525，在静水位以上，矿井水文地质条件中等—复杂。

　　根据矿井采掘布置及开采情况，结合矿井生产地质报告，平硐正常涌水量80m3/h,最大涌水量180m3/h。

　　第二节矿井建设情况

　　一、设计时间及单位

　　白龙煤矿是我国同罗马尼亚两国政府以补偿贸易形式合作开发霍西煤田的项目之一，是中罗合资的第一座大型矿井。

1981年11月，由罗马尼亚彼德罗山设计院进行了初步设计，1983年5月国家计委、煤炭部在太原组织山西煤炭设计院等单位，对罗方提供的初步设计进行了技术审查。

　　二、立项、批准时间及单位，建设期及投产期，设计生产能力，原批准的核定生产能力

　　1984年1月3日国家计委以计签字（1984）003号文批准白龙矿井的初步设计，设计能力120万吨/年[平硐60万吨/年、斜井60万吨/年（现已关闭）]，服务年限44年。

1985年6月15日由白龙建井工程处施工，正式开工建设。

　　三、技术改造、改扩建矿井设计能力及有关立项、开竣工、投产验收情况

　　1983年9月原霍县大沟、柏木沟两个地方煤矿接受后进行改扩建，1985年6月15日正式开工建设，矿井1988年12月23日投产。

　　第三节煤矿生产现状

　　一、开拓方式和开采方法，水平、采区划分

　　矿井采用平峒开拓，集中工业广场的生产方式。

现井田沿倾斜方向划分为：

+525一个生产水平，主要开采10煤层。

　　矿井目前3个井口，其中工业广场内布置平峒1个井口，平峒承担525水平的进风，二号风井为回风井，一号风井为进风井。

具体如下：

　　矿井不存在下山开采、剃头开采。

　　采掘工艺

　　采、掘、开采用“三·八”制作业，交叉班检修，全部实现正规循环，从达到均衡生产的目的，每班实行定人员、定任务、定岗位、定时间的工种岗位责任制，合理进行劳动组织。

　　采煤工艺为综采:

采煤→拉架→移溜

　　开掘工艺：

　　1、炮掘：

准备工作→打眼→瓦检→装药→洒水→瓦检→放炮→瓦检→临时支护→洒水→装渣运输→永久支护

　　2、综掘:

准备工作→破、装煤→临时支护→支护

　　实现正规循环为目的的劳动组织中工作面最多人数，在各队采掘开作业规程中均进行了明确规定。

　　二、机电主要系统

　　白龙平硐井上、下变电所均采用双回路电源供电，地面有一座35KV变电站，一趟电源引自李雅庄矸石电厂35KV变电所;另一趟引自圣佛110KV变电站，35KV变电站安设两台主变压器，型号为SFZ16000/35。

从35KV变电站分别向平峒2风井主风机、井下和地面变电所供电。

35KV变电站降压至6KV供地面2、3、6、平峒整流室变电所用电。

平峒2趟供电线路由35KV变电站沿575水平运输大巷到一采区变电所，再从一采变电所103、104高开引出双回路，沿525轨道巷到三采区变电所供采掘开以及辅助系统用电。

其中3、6变电所供电地面生产和生活用电。

目前井下共有3个变电所，为平峒一采区1变电所、三采区1、2变电所，电源引自地面35KV变电站6823、6824、6812、6819柜，担负平峒生产供电。

　　平峒主通机设在地面2风井，电源从35KV变电站沿山体架空线2×185mm2铝芯钢绞线，长度2.8Km，到2风井地面变电所专供平峒主通风机。

　　二、通风系统：

　　白龙煤矿矿井通风方式为中央边界式，通风方法为机械抽出式。

1风井和平硐为进行井，2风井为回风井，风井安装两套同功率主扇，其型号为FBCDZ8№27，功率为电机功率2×450Kw，主扇叶片角度为142220，排风量5706m3/min,负压3600Pa，等积孔为1.82m2。

井下所有分区都实现独立通风，可满足矿井生产供风需求。

　　二、10﹟下3121掘进工作面

　　第一章地质概况

　　一、概况：

　　10﹟下312工作面位于平峒525皮带巷前进方向右翼，其东北部以+520m静止水位为界，北为10﹟下314工作面采空区，西南部以525皮带巷保安柱为界，本工作面顺槽长750—820m，地面无任何建筑设施。

地面标高：

+755m—+835.4m;煤层底板标高+520m—+558m;盖山厚度：

245m—292m。

　　二﹑煤层情况：

　　10﹟下312工作面回采10﹟下煤,10﹟下煤层厚度2.2m～3.0m，均厚2.6m。

煤层倾角4°～14°，顶板为灰色泥岩，厚1.5m，块状，易冒落。

老顶为灰白色细砂岩，厚6～8m。

煤层地板为灰色泥岩，厚2.5m。

具体见顶底板岩性柱状图。

（见附图1）

　　三、煤质情况：

　　本工作面10﹟下煤层为1/3JM，煤质光泽为半亮型.

　　Mad（%）：

1.03Ad（%）：

28.6Vdaf（%）:

30.9

　　Std（%）:

0.64Qgrd（kcal/kg）7942

　　四、地质构造情况

　　从本工作面邻近揭露的地质构造情况，推测在本工作面正巷、副巷及切巷将遇落差为H=0.5～3m断层约10条，其走向为N15°～14°E，倾向NW.在10﹟下3121巷口前195m和320m处将分别遇No82、No89无炭柱，以上无炭柱内充填有砂岩及泥岩碎屑，胶结松散。

当掘进以上各构造位置工作面煤层及顶板破碎，给顶板生产造成困难。

　　五﹑水文地质情况：

　　本工作面水文地质情况简单，主要水源为煤层上部砂岩裂隙水，局部低洼处有淋水，预计涌水量为Q正=10m3/h，最大涌水量50m3/h。

　　六、影响掘进的其他地质情况：

　　10﹟下3121工作面瓦斯相对涌出量一般为1.75m3/t，绝对涌出量为2.35m3/min，属低瓦斯;煤尘具有爆炸性，爆炸性指数为32.78，属Ⅱ类自燃。

　　本工作面掘进过程中严格执行“有掘必探，先探后掘”的探放水原则。

探水放时，要严格贯彻执行《10下3121探水放设计安全技术措施》。

　　第二章工程概况

　　第一节巷道用途及工程量

　　一、巷道用途及工程量：

　　第二节巷道平面布置图（见附图2）

　　第三节工程施工安排

　　1、先自525皮带巷103111巷口正对面施工10﹟下3121联巷，开口平走10m后，以坡度13°2′52″下山追煤，见煤后，沿煤层顶板向前施工10m。

工程量为60m。

　　2、先施工10﹟下3121联巷，待10﹟下3121联巷下山追到煤，沿煤层顶板施工10m后右拐以（巷道内帮）方位角224°18′29″施工10﹟下3121巷，右拐平走5m，再以坡度10°47′53″上山施工20m后，再平走15m与525皮带巷贯通。

贯通后，将原103111联巷密闭后，再以方位角44°18′29″施工10﹟下3121巷。

工程量为750—820m。

　　3、10﹟下312切巷沿10﹟下煤顶板施工，工程量为55120m。

　　第四节矿压观测

　　10下3121掘进工作面锚杆巷道每50m建立一个监测站，在顶板上安装一组顶板离层检测仪和液压枕，对顶板进行监测。

要求验收员每班汇报监测数据，并填写上验收表，每天汇总报生产科监测组分析顶板情况。

每施工50m打眼分析直接顶顶板岩性。

　　第三章巷道断面及支护形式

　　第一节巷道断面

　　一、巷道特征表

　　二、巷道断面特征说明书：

　　三、工作面巷道断面图：

见（附图31，附图32，附图33，附图34）。

　　第二节临时支护

　　一、临时支护形式：

　　10﹟下3121掘进工作面综掘锚杆、架棚巷道临时支护采用两根π梁前探临时支护或两根钢管前探临时支护，或采用ZLJ10/21机载临时支护。

　　10﹟下3121掘进工作面炮掘锚杆、架棚巷道临时支护采用两根π梁前探临时支护或两根钢管前探临时支护。

　　二、材料规格及数量（炮掘）

　　1、前探梁专用π梁：

宽×高×长=105mm×90mm×3600mm

　　前探专用钢管：

3寸钢管套2.5寸钢管，长度6000mm。

　　2、前探梁专用吊盒

　　锚杆巷道采用四寸法兰盘螺丝固定而成，共需法兰盘四个。

　　架棚巷道用两个框架用螺柱联接为一个双盒，共需双盒四个。

　　3、前探梁专用板梁

　　前探梁专用板梁采用规格为：

长×厚×宽=2200mm×50mm×200mm，各需12块。

　　4、构木、木楔若干。

　　三、前探梁支护操作：

　　1、锚杆支护时，在紧靠工作面迎头第一排和第四排（锚杆排距为0.8m）的锚杆上，用前探吊环固定两钢管，两钢管间距1.7m随着工作面向前掘进并将前探梁端头顶在煤〈岩〉壁上，并用专用板梁、构木构紧背实。

　　2、架棚支护时，在紧靠工作面迎头第一架和第三架（架棚排距为1.0m）的棚梁上，采用前探梁专用吊盒把前探π梁固定好，两π梁间距1.7m，随着工作面向前掘进，将前探π梁及时移至工作面煤〈岩〉壁上，并用专用板梁构紧背实。

　　3、巷道开口采用短掘短支，开口6米后采用前探临时支护，上、下山巷道不能采用临时支护时，必须采用短掘短支。

　　4、在掘进过程中每完成一个循环后，采用永久支护前，必须立即将前探梁前移。

严禁在空顶下作业。

操作如下：

　　①备齐所需质量合格的支护材料，摆放到位。

　　②前移前探π梁或钢管时，先进行敲帮问顶，处理活矸危岩。

　　③把棚梁或联好的金属、桁架（在金属下面）放到前探π梁或钢管上，并摆放在支护规定的排距位置。

　　④人工前移前探π梁或钢管，顶到迎头煤壁上，并对金属、桁架或棚梁进行修正。

　　⑤把金属固定、拉紧后，用专用板梁、构木构紧背实。

　　⑥在前探梁临时支护有效的情况下进行永久支护。

　　四、工作面最大、最小控顶距

　　1、综掘最大、最小控顶距

　　锚杆支护时，工作面最大控顶距为1.2m，最小控顶距为0.4m;

　　架棚支护时，工作面最大控顶距为1.2m，最小控顶距为0.2m。

　　2、炮掘最大、最小控顶距

　　锚杆支护时，工作面最大控顶距为1.2m，最小控顶距为0.4m;

　　架棚支护时，工作面最大控顶距为1.2m,最小控顶距为0.2m。

　　第三节永久支护

　　一、永久支护形式：

　　10﹟下3121掘进工作面永久支护形式为锚梁锚索联合支护，如顶板破碎、有淋水或过构造时，采用全断面铺架支金属梯形棚支护。

　　二、锚梁锚索联合支护：

　　10﹟下3121联巷、10﹟下3121巷、10﹟下312切巷锚梁、锚索联合支护技术参数见附表

　　三、金属棚支护：

　　当10﹟下3121掘进工作面顶板破碎﹑有淋水及过构造时，锚梁、锚索联合支护不能满足支护要求，方可采用全断面铺架支金属梯形棚支护。

　　1、10﹟下3121巷采用3.22m×3.0m金属梯形棚支护，其棚距1.0m，柱窝深200mm，采用1.2m木背板梁花背,盘帮构顶。

　　2、金属棚采用11矿用“工”字钢加工制作，棚子的接口、挡板、垫片均要符合设计要求。

　　3、采用金属棚支护时，每架撑木为六根，两个梁头各一根，棚腿距上口1m、2m处各一根。

　　第四章掘进方式

　　第一节中腰线标定

　　1、开口掘进时，地测科按工作面设计图及时标定中腰线，并有醒目标记，队组严格按线施工。

　　2、巷道拐弯时，地测科提前20m（炮掘）或50m（机掘）下达通知书。

　　3、地测科给定中腰线时，要在顶板上打眼，将木塞打入眼中背牢，将线钉在木塞上。

　　4、过构造（1米以上断层及陷落柱）时，应标定腰线。

　　5、激光仪使用过程中，由验收员每班进行核实，确保中线正确使用。

如发现激光仪中线偏离，及时通知地测科进行调校。

　　第二节施工方法

　　一、施工方法：

　　10下3121工作面开口及过构造时，采用钻爆法，采用炮掘的方式进行掘进，开口内前10m采用开小炮配合人工扩刷的方式进行掘进。

具备上综掘条件时，采用综掘机掘进。

全部采用掘支一次成巷的施工方法进行施工。

　　二、工艺流程：

（一）综掘工艺：

　　综掘工艺流程图：

　　交接班检查（延长皮带、质量检查）→机组进刀割煤装煤→退机停机→敲帮问顶→支设临时支护→永久支护→开机清理浮煤→机组进刀割煤进入下一循环

（二）炮掘工艺：

　　炮掘工艺流程图：

　　准备工作→打眼→瓦检→装药→洒水→瓦检

　　↑↓

　　永久支护←装渣运输←洒水←临时支护←瓦检←放炮

　　三、综掘正规作业循环图表

　　四、炮掘正规作业循环图表

　　五、施工机具

　　1、煤巷掘进时，采用MZ—1.5G型湿式煤电钻打眼，使用2台，备用1台，FD10风动锚头，使用2台，备用1台，1.5m麻花钻杆配用∮43mm两翼钻头。

　　2、岩巷掘进时，采用风钻打眼，六棱钻杆配一字钎头。

　　3﹑顶部安装锚杆时，采用MQT—85型风动打眼机，钻杆使用配套的锚杆专用钻杆，钻头为∮28mm两翼岩石钻头。

　　4、机掘采用EBJ120TP型综掘机施工。

　　六、装运设备的选择

　　①综掘时：

　　EBJ120TP综掘机;SPJ﹣1000皮带运输机

　　②炮掘时：

　　P60B耙煤机;SGW﹣40T刮板运输机;SPJ﹣800皮带运输机

　　第四节作业方式及施工操作技术要求

　　作业方式:

　　采用“四班”制。

综掘每个班循环三次，循环进度0.8m，原班循环进度7.2m，正规循环率80%。

炮掘每班循环两次，循环进度1.6m，原班循环进度4.8m，正规循环率80%。

　　第五章运输方式及管理

　　第一节运输方式及运输线路

　　一、运输方式和设备型号

　　10﹟下3121掘进工作面综掘时采用BEJ120TP综掘机（开口时，采用P60B耙煤机）装渣，经SPJ1000皮带作业线转采区皮带。

　　10﹟下3121掘进工作面炮掘时采用P60B耙煤机装渣经SPJ800皮带作业线（开口时，联巷贯通前采用SGW40T刮板输送机）转采区皮带。

　　二、运输系统：

　　1、10﹟下3121巷材料及设备和行人的运输路线：

　　地面→575大巷→一采区上部车场绕道→525轨道巷→10﹟下3142巷→10﹟下3121联巷→10﹟下3121巷→工作面（10﹟下3121联巷贯通后）。

　　地面→575大巷→一采区上部车场绕道→525轨道巷→10﹟下3142巷→工作面。

　　2、10﹟下3121联巷材料及设备的运输路线：

　　地面→575大巷→一采区上部车场绕道→525轨道巷→10﹟下3142巷→10﹟下3121联巷工作面。

　　3、10﹟下312切巷材料及设备的运输路线：

　　地面→575大巷→一采区上部车场绕道→525轨道巷→10﹟下3142巷→10﹟下3121联巷→10﹟下3121巷→10﹟下312切巷工作面。

　　4、10﹟下3121巷运煤路线：

　　工作面→10﹟下3121皮带→525皮带→一采区煤库→575装煤绕道→575大巷→地面

　　5、10﹟下312联巷运煤路线：

　　工作面→10﹟下3121皮带→525皮带→一采区煤库→575装煤绕道→575大巷→地面

　　6、10﹟下312切巷运煤路线：

　　工作面→10﹟下3121皮带→525皮带→一采区煤库→575装煤绕道→575大巷→地面（10﹟下3121联巷贯通后）

　　工作面→10﹟下3121联巷→103111巷→103111巷溜煤眼→一采区煤库→575装煤绕道→575大巷→地面

　　三、运输系统图：

见（附图7、附图8）

　　第六章通风管理

　　第一节通风计算

　　一、通风方式

　　10﹟下3121掘进工作面通风采用压入式通风。

　　二、配风量计算

（1）按照瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算：

　　=100×0.15×1.5

　　=22.5m3/min

　　式中:

Q掘——单个掘进工作面需要风量，m3/min;

　　q掘——掘进工作面回风流中瓦斯（或二氧化碳）的最大绝对涌出量。

瓦斯最大绝对涌出量取0.15m3/min;

　　K掘通——瓦斯涌出不均衡通风系数，参考值可取1.52，取1.5。

（2）按掘进工作面同时作业人数计算需要风量:

　　每人供风≮4m3/min

　　Q掘>4N

　　>4×17

　　>68m3/min

　　式中：

N——掘进工作面最多人数，取17人。

　　（3）按风速要求对工作面风量进行计算：

　　煤巷掘进最低风量Q煤掘>15S掘m3/min

　　式中：

S掘——掘进工作面为煤巷，实际断面（10﹟下3121巷、10﹟下312切巷为9.10m2，10﹟下312联巷为10.89m2，当计算最低风速时取10.89m2，当计算最高风速时取9.10m2。

　　最低风速

　　Q煤掘>15×10.89

　　>163.35m3/min

　　最高风速

　　Q煤掘﹤240×9.10

　　﹤2184m3/min

　　根据掘进工作面实际需要风量不低于163.35m3/min，选用2×15kw高效对旋局部通风机，其额定吸风量为280m3/min，符合实际供风需求。

　　（4）局扇安装地点配风量计算：

　　Q扇=Q吸+15S=280+15×9.10=416.5m3/min

　　式中：

Q吸——局扇实际吸风量，10﹟下3121掘进工作面使用2×15kw风机可满足掘进风量需求，取280m3/min;

　　15——安设局部通风机的巷道中的风量，除了满足局部通风机的吸风量而外，还应保证局部通风机吸入口至掘进工作面回风流之间的风速岩巷不小于0.15m/s、煤巷和半煤巷不小于0.25m/s;巷道为煤巷，风速取0.25m/s。

　　S——局扇吸入口至掘进工作面回风流之间的巷道断面，取9.10m2。

　　三、局部通风系统：

　　1、10﹟下3121通风系统

　　新鲜风流：

　　575大巷→主副暗斜井→525皮带巷

　　地面10﹟下3121局扇1进风井

　　→工作面

　　污风风流：

工作面→10﹟下3121巷→10﹟下3121联巷→10﹟下3142巷→525轨道巷→三采区回风巷→2风井

　　2、10﹟下312联巷通风系统

　　新鲜风流：

地面→575大巷→主副暗斜井→525皮带巷→103111溜煤眼→103111局扇→10﹟下3121联巷工作面

　　污风风流：

工作面→10﹟下3121联巷→10﹟下3142巷→525轨道巷→三采区回风巷→2风井

　　3、10﹟下312切巷通风系统

　　新鲜风流：

地面→575大巷→主副暗斜井→525皮带巷→10﹟下3121局扇→10﹟下312切巷工作面

　　污风风流：

工作面→10﹟下3121巷→10﹟下3121联巷→10﹟下3142巷→525轨道巷→三采区回风巷→2风井

　　通风系统图：

见附图9

　　第七章机电管理

　　第一节设备配备表

　　第二节供电系统

　　一、变压器的选择

　　1、综掘机变压器的选择

　　式中：

Sb：

变压器的计算容量，KVA

　　Pe：

综掘机额定功率，203+203KW

　　cosφ：

综掘机额定功率因数，0.7

　　∴综掘机变压器选用KSBGZY500/6/1140移变，能够满足要求。

　　2、皮带机、刮板机、煤电钻、水泵、变压器选择

　　式中：

　　cosφ取0.7

　　∴皮带机、水泵、刮板机、煤电钻变压器选用KSBGZY400/6/660V移变能满足要求。

　　3、局扇变压器的选择

　　式中：

Sb：

变压器的计算容量，KVA

　　Pe：

局扇额定功率，15×2KW

　　cosφ：

局扇额定功率因数取0.7

　　∴局扇变压器选用KSBGZY200/6/660移变，能够满足要求。

　　4、电缆的选择

　　已知：

各种矿缆长时允许负荷电流

　　①综掘机电源线，选用3×70+1×10mm2电缆供电。

　　②从三采一号配电点到10下3121皮带机头馈电采用3×70+1×25mm2电缆。

　　③水泵电缆选用3×50+1×10mm2。

　　④局扇电缆选用