采区概况及地质特征.doc

1 第一章第一章 采区概况及地质特征采区概况及地质特征 1-1.1-1.采区概况采区概况 一、采区所处井田位置、采区边界及邻区情况 1、采区所处井田位置及边界 25采区位于告成井田北部，东至 -110m煤层底板等高线，南至补 7、 付12606、付12604孔一线附近，西至-350m煤层底板等高线，北至 F7正断层。采区走向长2050m，倾向长670m，上限标高-110m，下限 标高-350m，对应地表标高为287.5m 401.0m，面积1375350m2。 2、邻区情况 （1） 、实见地质及水文地质简述 首采区13采区煤层底板起伏较大，煤厚变化大，断层发育， 走向多为北东与北西向。煤层顶板除部分地段保留原生顶板外，大 部分为滑动构造直接压煤，极其破碎。13采区顶板水赋存有一定的 区域性，它与滑动构造产生的裂隙及顶板砂岩的厚度密切相关。 13091工作面以南顶板水赋存相对较弱，对采掘影响不大。13091工 作面以北顶板水赋存较丰富。目前Ⅰ、Ⅱ顶板疏水巷顶板水总涌 水量达到85m3/h。13151下付巷顶板水涌水量稳定在55 m3/h。虽然 这些顶板出水点对13采区北部的顶板水进行了一定疏放，但是由于 目前13采区顶板水总涌水量仍保持在160m3/h，对采掘生产仍存在 一定的威胁。13采区L7-8灰岩水较丰富，且区域差异性很大，在- 110运输大巷和-100回风大巷掘进过程中，掘进头涌水量一般为 1020m3/h。-110水平Ⅰ底板疏水巷与13071工作面材料巷处于一富 水地段，在13071工作面掘进及回采时都曾发生突水，突水量最大 达到275m3/h左右。-110水平Ⅰ底板疏水巷于2001年3月6日出水后， 最大出水量达到810m3/h左右，目前Ⅰ底板疏水巷已对13采区南部 的L7-8灰岩水进行了彻底疏放，我矿正在施工Ⅱ底板疏水巷对13采 区北部的L7-8灰岩水进行疏放。21采区目前正在开拓，在中央集中 下山掘进时，随着掘进在迎头附近有L7-8灰岩水涌出，总涌水量为 20m3/h左右。在我矿卸载坑7交叉点及上仓皮带巷机尾硐室施工过 程中，因遇一逆断层而揭露L1-4灰岩含水层，发生突水事故，目前 该处L1-4灰岩总涌水量为100m3/h。 （2） 、采掘情况 东部13采区尚未回采完毕，其中13101、13061工作面正在回采 中。南部21采区正在开拓，其它相邻采区还未开采。 2 （3） 、自然灾害及其它 13采区瓦斯局部较大，存在一定的高沼带，但未发生过煤与瓦 斯突出和煤层自燃现象。 二、地面情况 1、地形（地貌） 、植被地层出露情况 除靠近付12805、付12802、付12605孔一线发育一山沟外，整 体呈现中间高、四周低。全区被黄土覆盖，有树木、村庄。 2、地面水系 本区地表水系不发育。 3、地面建筑、设施等 地表对应的村庄有孟家门、晋家门、孙家沟等。 4、采掘影响及破坏程度 采掘将造成地面塌陷或产生裂隙，影响以上村庄，使房屋受到 一定程度的破坏。 1-2.1-2.采区地质特征采区地质特征 一、地质构造 根据本采区内和周边钻孔资料、煤层底板等高线形态及相邻采 区地质资料综合分析本采区煤层底板起伏变化大，整体呈一轴向 近东西向的宽缓背斜构造，其南翼煤底板产状为 3030∠12.5026.50，北翼煤底板产状为 3150∠17030.00。 1、滑动构造本采区全部为滑动构造直接压煤。滑动构造不 是一个简单的低缓倾角正断层，而是在区域构造控制下受重力作用 而形成的大型复杂构造，滑动构造破碎带厚度为 19.6864.6m，平 均为 36.13m，滑动构造破碎带主要由断层角砾岩与断层泥组成， 抗压、抗拉强度低。滑动构造不仅铲蚀二 1煤层顶板，它还在告 F7、告 F21正断层下盘铲蚀二 1煤层及其底板部分层位，致使形成薄 （无）煤带。 2、断层 （1）FZ13正断层产状为 1500∠600，H0-20m，其控制点为钻孔 付 12406，见断点深度为 500.60m，落差为 10m， 上盘为一 6煤， 下盘为 L3灰岩以上，并结合钻孔补 6、补7以及大巷揭露层位控制 其方向。靠近 25 采区南部边界，对 25 采区采掘影响不大。 （2）F21正断层产状为 1650∠450，H0-21m，由付 12902、13010 两个钻孔控制。 付 12902 钻孔见断点深度为 539.00m，落差为 21m，上盘相 3 当于一 6煤层位与下盘 L1灰岩对接。 13010 钻孔见断点深度为 443.48m，落差为 15m，上盘二 1煤 层与下盘 L6灰岩对接。该断层下盘二 1煤层及其底板部分层位被滑 动构造所铲蚀。 （3）F7正断层产状为 333.503450∠600，H0-51m，走向长度 达 5 公里。由 25 采区内及其附近的 13103、13206、补 8等三个钻 孔和其它采区内的 13407、13505、13602、13801 等四个钻孔所控 制。本采区及其附近对该断层的控制点如下。 补 8钻孔该孔终孔深度为 938.17m，终孔层位为 L8灰岩顶部 砂质泥岩层位。该孔虽未揭露断点，但根据煤层底板等高线分析其 断点应在终孔附近，落差约为 35 m。 13013 钻孔见断点深度为 783.87m，落差为 40m，上盘 L9灰 岩下的砂质泥岩、粉砂岩与下盘 L4灰岩对接。 13206 钻孔该孔 L8灰岩以下层位正常，其以上层位被滑动构 造铲蚀，但根据煤层底板等高线分析，其断点应在 L8灰岩附近， 落差约为 45m。 4、应力分析 从地质力学的角度分析（1） 、轴向近东西向的褶皱形成于滑 动构造之前成煤期后的燕山期，主要是受南北向挤压应力作用的结 果，且在同期中某个时期，由于南北挤压应力较弱而东西挤压应力 较强而形成 FZ13、告 F7、告 F21正断层。 （2） 、在上述南北挤压应力 作用下，地层因自身重力形成两期滑动构造，滑动构造从燕山后期 开始，持续到喜山期，应力以重力为主。滑动构造顺煤层软弱面滑 动时，铲蚀煤层特别是铲蚀断层上升盘的煤层，形成三块薄（无） 煤带。 二、煤层及煤质特征 本采区主要可采煤层为太原群底部的一1煤和山西组的二1煤， 其间距为平均为80.22m 。一1煤厚为03.29m，平均1.19m，为远景 开发煤层，暂不开采。二1煤厚为010.81m，平均5.21m，煤层倾角 12.530.0，平均21.0，为本采区主要开采对象。 根据本采区钻孔资料分析，煤层可采性指数 Km0.88，煤厚变 异系数r62.6，煤厚变化大，属不稳定煤层。 在南北向应力的作用下，受滑动构造的影响，本区煤层厚度变 化呈如下规律分布 1、形成当前呈东西轴向厚薄相间的条带分布。如；薄煤带分 4 布在补6孔补7孔一线附近及付12803钻孔12802钻孔一线附近。厚 煤带分布在12806钻孔付12606钻孔一线附近。 2、在告F7、告F21正断层与滑动构造的共同作用下，告F7、告 F21正断层上盘较下盘煤层厚，且断层下盘形成煤厚小于0.8m的薄 （无）煤带。另外受滑动构造的铲蚀，在采区内FZ13正断层下盘补7 孔附近也形成一块薄（无）煤带，因此本采区薄（无）煤带总面积 为59460m2。 三、水文地质 1、基本特征根据相邻13采区和精查地质报告提供的地质、 水文地质资料及本采区的钻孔资料分析认为，对本采区采掘有影响 的含水层有①二1煤顶板滑动构造带含水层；②L7-8灰岩含水层； ③L1-4灰岩含水层及O2灰岩含水层。各含水层可以从相邻采区内的 各含水层得以补给，并且受到区内构造的影响而使得各含水层在不 同地段含水性、渗透性也各有所不同。 2、充水因素及威胁程度 （1）二 1煤层顶板滑动构造带含水层 根据相邻 13 采区采掘情况和精查地质报告及本采区钻孔资料 分析，由于受滑动构造影响，全区范围内煤层顶板全部被滑动构造 带所取代。本采区范围内滑动构造带厚度为59.2134m，平均 94.7m。滑动构造破碎带处于压紧闭合状态，该含水层的含水性、 渗透性及补给条件均不佳。但其含水性、渗透性区域性差异性较大。 由于 13 采区北部特别是靠近-110 水平大巷顶板水较丰富。目前 13 采区Ⅰ、Ⅱ顶板疏水巷顶板水总涌水量达到 85 m3/h。13151 下付 巷顶板水涌水量稳定在 55 m3/h。虽然这些顶板出水点对 13 采区北 部的顶板水进行了一定疏放，但是由于目前 13 采区顶板水总涌水 量仍保持在 160 m3/h，比较稳定。因此与此相邻的 25 采区顶板水 可能也比较丰富，预计 25 采区在采掘过程中，局部将会出现顶板 淋水、涌水现象，对采掘生产有一定影响。 （2）煤层底板水 根据相邻 13 采区地质、水文地质资料及本采区钻孔资料、抽 水试验资料成果分析，本采区 L7-8灰岩含水层为二 1煤底板直接充 水含水层，厚度为 6.3414.40m，平均 11.71m。其水压大、含水丰 富，且区域差异性较大。在 25 采区南部浅部 L7-8灰岩水已疏放到- 110m 标高。 本采区二 1煤层直接底隔水层厚度变化大，较薄处厚 5 5.10m（付 12902 孔） ，最大厚度为 15.61m，平均 9.21m。根据计算， 对于 L7-8灰岩含水层，25 采区南部深部二 1煤层底板安全厚度为 4.726.67m；25 采区北部深部二 1煤层底板安全厚度为 6.909.78m，浅部为 5.047.13m。其中二 1煤层直接底变薄地段 （付 12807 孔处，其 t 理3.254.57m7，符合要 求。 7、电机功率计算 NKWOV/102ηK（S7-S8）V/102η 1.223727-4285 2/1020.9635KW 选用双电机，选取电动机技术参数如下 型号YB450S2-4 功率2355KW 额定电压6000V 额定 转速1487r/min 8、传动装置的计算与选择 选取主动滚筒直径D1m 由vDn/60i得减速比i3.14 故选取标准减速比i31.5 重新计算选择皮带速度 vDn/60i a、按减速器的机械强度功率表选取，计入工况系数SA，考虑 安全系数SA 查表知，皮带输送机负荷为强冲击，减速器失效会引起生产线 停产。查表得KA1.5,SA1.5，计算功率P2m为 P2mP2KASA3551.51.5799kw 要求P2m 84车，可以满足25采区的生 产要求。故即选用串车由4辆1吨矿车组成。 5- -6.通讯系统通讯系统 一、通讯现状说明 31 1、交换机容量 我矿现用交换机型号是CDS-DH型数字程控调度机，全机容量共 80门。其中有8门中断线，4门座席，实际可用容量为68门，现平地 使用28门，井下使用40门。 2、布线格局 我矿现用生产通讯布线走势大体分两个走向一是由机房各引 出两趟干线经主、付井筒后至井下，供井下各点使用。其中主井筒 引入井下的是30对电缆，在经主井底分线箱后与由付井筒引入井下 的20对电缆在强力皮带巷绕巷口处交汇后又延伸至里面供各点使用 （详见通讯系统图1） 。 二、通讯设施改造情况说明 根据25采区采掘工程平面图和各机电设备布置情况，经初步计 算，25采区需装设通讯终端设施地点共有26处。按照“装机容量最 大不得超过实际总容量的85”的规定，实际应需增设线路容量最少 应为30路。根据矿生产技术部提供资料知，25采区和13采区基本上 同时开采，所以在25采区开采时，13采区所用的号源将不能全部回 收供21使用。根据目前情况，井下40门号源已不能满足现状需求， 所以在25采区布置时，必须重新从机房至井下再敷设1趟通讯主干 线才能满足25采区的使用。 即由机房引出一趟30对的主干通讯线路经付井筒至25采区轨道 巷口处设一50对的分线箱（备用20对，若25采区30对线不够用时， 可由原敷设在强力皮带绕巷口处的分线箱引出20对供25采区使用） ， 然后经21轨道巷在21021上车场口处、21031上下车场中间、21061 上车场口处各串接设一30对、30对、20对的分线箱（见通讯系统图 2） ，由各分线箱引出数条支线至工作面等地点供其使用。这样井下 的可装机容量由原来的50门提高到80门，可满足目前及以后矿井发 展的需要。由于井下容量的增加，原来使用的交换机容量便不能满 足改造后容量的需求，决定由现在的80门容量的交换机增容到120 门，以便满足井上、下生产通讯的需要。 5- -7.矿井现有主要设备能力验算矿井现有主要设备能力验算 一、主井提升 告成矿主井箕斗载重量为8t，目前最多提升斗数为每小时26斗。 按日提升20小时，年提升350天计算，得提升能力 AN82620350145.6（万吨/年） ，120万吨/年的设计生产能力原 32 煤含矸率按10计算，12010132（万吨/年） ，145.6万吨/年132 万吨/年，故可以满足120万吨/年的设计生产能力需要。但应想法恢 复定量斗系统，使之正常运行，可缩短一次提升循环时间，每小时 提升斗数最多可达到32斗，此时提升能力 AN83220350179.2（万吨/年） ，可以满足以后增产的需要。 二、井下强力皮带运输 告成矿现用强力皮带宽度B1000mm，带速V2m/s，皮带倾角 β150，皮带强度GX1250kg/cm，单位长度质量qd25.33kg/cm， 皮带厚度为19mm。 则强力皮带的输送能力 QKB2VγC45812210.9824（t/h） 式中γ-煤的散集容重，γ1t/m3; K-煤断面系数，取煤堆积角ρ300，查表得K458； C-皮带倾角系数，根据β150，查表得C0.9。 但按照前面皮带下山计算强力皮带公式，验算得目前主井强力 皮带所配2132KW电机，只能满足每小时500吨煤的输送需要，而25 采区运输能力为630t/h7（规定） ， 符合要求，电机功率N329KW。而目前强力皮带装机容量为 2132264KW，264KW253A，选取KBZ- 400/1140作为馈电开关。 630KVA移变乳化液泵站支路运行负荷为125KW，取cosФ0.8， 则Ig∑P/√3UecosФ125/√31.140.879A 。选取50mm2电缆 作为支路电缆，其载流量为173A79A，选取KBZ-200/1140作为馈电 开关。 630KVA移变采煤机支路运行负荷为200KW，取cosФ0.8,则 Ig∑P/√3UecosФ200/√31.140.8127A。选取70mm2电缆作 为支路电缆，其载流量为215A127A，选取KBZ-400/1140作为馈电 35 开关。 630KVA移变后刮板机、喷雾泵站支路同时运行负荷为250KW， 取cosФpj0.8，则Ig∑P/√3UecosФpj250/√31.140.8158A。 选取70mm2电缆作为支路电缆，其载流量为215A158A，选取KBZ- 400/1140作为馈电开关。 500KVA移变转载机、破碎机回路同时运行负荷为242KW，取 cosФpj0.8，则Ig∑P/√3UecosФpj242/√31.140.8 153A。 选取70mm2电缆作为回路电缆，其载流量为215A153A，选取KBZ- 400/1140作为馈电开关。 C、下付巷皮带2台160KW电机，取cosФpj0.8，则Ig ∑P/√3UecosФpj2125/√30.660.8273A70mm2电缆载流量 215A，1根70mm2电缆不能满足。决定采用从中部变电所各用1台 315KVA变压器，各用1根50mm2电缆、各用1台DW80-350馈电开关来 分别控制皮带的2个电机，载流量为173A273/2136.5A，电缆长度 分别为300m。 （3）21061上、下付巷风机 中部变电所采用2台315KVA风机专用变压器来分别对21061上、 下付巷的风机实行双回路供电。其中，任1台变压器任1回路的负荷 均为58KW，取cosФpj0.8，则 Ig∑P/√3UecosФpj242/√30.660.863A。选取25mm2电缆作 为干线电缆，其载流量为113A63A，选取DW80-200作为馈电开关， 电缆长度分别为320m和410m。 4、高压电缆的选择 1综采面上付巷移变同时运行负荷为1396KW，取cosФpj0.8， 则电缆工作电流Ig∑P/√3UecosФpj1396/√360.8168A。选 取UGSP-6000 350 矿用监视型屏蔽电缆，长度为1620m，其载流 量为A117A，满足要求。 （2）皮带下山皮带负荷电缆 已知P355KW，Ue6KV，取cosФ0.8，则IgP/√3UecosФ 355/√360.843A。选取VV22-6000 325聚氯乙稀绝缘钢带 铠装聚氯乙稀护套电力电缆，长度为30m，其载流量为125A43A， 满足要求。 （3）皮带下山皮带进线电缆 因为皮带2台电机同时运行，∑P2355710KW，则 36 Ig∑P/√3UecosФpj710/√360.885A。选取YJV22-6000 335高压交联聚乙稀绝缘钢带铠装聚氯乙稀护套电力电缆2趟，长 度为160m，其载流量为150A85A，满足要求。 （4）轨道下山绞车负荷电缆 已知P250KW，Ue6KV ，取cosФ0.8，则IgP/√3UecosФ 250/√360.830A。选取VV22-6000 325电缆，长度为40m， 其载流量为125A34A，满足要求。 （5）轨道下山绞车进线电缆 根据前面所算Ig34A，选取YJV22-6000 325电缆，长度为 150m，其载流量为125A34A，满足要求。 （6）水泵专用配电点水泵负荷电缆 已知P630 KW，Ue6KV，取cosФ0.8，则 IgP/√3UecosФ630/√360.876 A。选取VV22-6000 325电 缆，长度为30m，其载流量为125A76A，满足要求。 （7）水泵专用配电点两进线电缆 按3台水泵同时运行时来选择进线电缆。已知∑P 36301890KW，取cosФpj0.8，则Ig∑P/√3UecosФpj1890/ √360.8227A。选取YJV22-6000 395电缆，长度为650m，其载 流量为260A227A，满足要求。 （8）中部变电所两进线电缆 按最大涌水量时的负荷选择电缆。由中部变电所负荷统计表知， 此时的同时运行负荷为3268.8KW，取cosФpj0.8，负荷率Kf0.8， 效率η0.89，则Ig∑PKf/√3UecosФpjη3268.80.8/ √360.80.89353A。选取YJV22-6000 3185电缆2趟，长度 为800m，其载流量为430A353A，满足要求。 （9）上部变电所两进线电缆 按最大涌水量时的负荷选择电缆。由上部变电所负荷统计表知， 此时的同时运行负荷为4398.3KW，取cosФpj0.8，负荷率Kf0.8， 效率η0.89，则Ig∑PKf/√3UecosФpjη4398.30.8/ √360.80.89476A。因高爆开关最大容量为 400A，400A476A，故选取YJV22-6000 3185电缆2趟，长度为 550m，其载流量为430A476A。当1根进线电缆发生故障时,另1根进 线电缆能保证全部负荷的430/47610090。 5、高爆开关的选择 37 （1）皮带下山皮带的高爆开关 选择高压启动开关，因此，选用BGP4-6ZK高压启动器，开关容 量按额定电流选取。根据前面计算知Ig43A，考虑高压电机为直接 起动和开关继电保护，选用容量为100A，所以皮带开关选用BGP4- 6ZK 100A开关。 （2）皮带下山皮带总进线开关 根据前面计算知Ig85A，选用容量为200A，因此选用BGP9L-6AK 200A开关。 （3）轨道下山绞车开关 选择高压启动开关，因此，选用BGP4-6ZK高压启动器，开关容 量按额定电流选择。根据前面计算知Ig34A，考虑高压电机为直接 起动和开关继电保护，选用容量为100A，所以绞车开关选用BGP4- 6ZK 100A开关。 （4）轨道下山绞车进线开关 根据前面计算知Ig34A，选用容量为100A，因此选用BGP9L-6AK 100A开关。 （5）水泵专用配电点水泵开关 选择高压启动开关，因此，选用BGP4-6ZK高压启动器，开关容 量按额定电流选择。根据前面计算知Ig76A，考虑高压电机为直接 起动和开关继电保护，选用容量为150A，所以水泵开关选用BGP4- 6ZK 150A开关。 （6）水泵专用配电点总进线开关 按3台水泵同时运行时的额定电流进行选择，根据前面计算知Ig 227A，选用容量为300A，因此选用BGP9L-6AK 300A开关。 （7）中部变电所总进线开关 根据前面计算知Ig353A，选用容量为400A，因此中部变电所总 进线开关选用BGP9L-6AK 400A开关。 （8）上部变电所总进线开关 根据前面计算知Ig476A，而高爆开关最大容量为400A，因此上 部变电所2台总进线开关选用BGP9L-6AK 400A开关。上部变电所正 常工作时，中间联络开关断开，两总进线开关及两总进线电缆并列 运行。 38 6 6、采区电缆压降校验 按电压损失校验所选电缆截面。首先画出电路图，电压损失从 平地变电站到25采区下部变电所共分为4段，由ΔUP*L* K得 ΔU4 ΔU3 ΔU2 ΔU1 ОО 地面变电站 S43120 mm2 S3185 mm2 S2185mm2 S195mm2 L4810m L3800m L2650m L1550m 中央变电所 上部变电所 中部变电所 水泵 专用配电点 第1段采区水泵专用配电点6KV进线端电压降 已知S195 mm2，L1550m0.55km ，P11260KW1.26MW，cosФpj0.8，查表得每兆瓦公里负荷矩的电 压降为K10.752 则 ΔU1P1*L1* K11.260.550.7520.52 第2段采区中部变电所6KV进线端电压降 已知S２185mm2，L２650m0.65km，P3268.8KW3.2688MW ，cosФpj0.8，查表得K２0.439 则 ΔU２P２*L２* K２3.26880.650.4390.93 第3段采区上部变电所6KV进线端电压降 已知S3185mm2， L3800m0.8km， P34398.3KW4.3983MW，cosФpj0.8，查表得K30.439 则 ΔU3P3*L3* K34.39830.80.4391.54 第4段中央变电所6KV进线端电压降 中央变电所6KV母线上带5台800KW水泵，正常涌水量时开2台， 2台355KW清水泵，一备一用。另外还有投入使用的2台110KW压风机， 一备一用，13采区负荷460KW，25采区负荷4398.3KW，井底车场负 荷451KW，整流设备负荷160KW，取一个同时系数Ks0.8，则 P40.8（28003551304604398.3451160）6059（KW） 6.059MW 已知S43120mm2，L4810m0.81km，P46059KW6.059MW， cosФpj0.8，查表得K40.622 由于平地变电站到井下中央变电所为3根120mm2电缆，因此，在 正常情况下的电压降应是 39 ΔU4P4*L4* K46.0590.810.622/31.02 所以，总电压降为ΔU总ΔU1ΔU2ΔU3ΔU4 0.520.931.541.024.017 合格。 6-2.6-2.井下中央变电所改造方案井下中央变电所改造方案 1下井高压电缆选择校验 井下最大负荷计算容量为8113.28KVA，平地变电站短路容量约 为69MVA，电缆长度为0.81km。高压电缆最大长时工作电流 IgS/√3Ue8113.28/√36781A 。 矿井井下利用小时数在30005000之间，选铜芯电缆，其经济 电流密度IJ2.25，则电缆截面为SJIg/IJ781/2.25347（mm2） 。 现下井电缆为3根ZQD42-6000 3120不滴流油浸纸绝缘电力 电缆，载流量为325A。当1根电缆发生故障时，另2根电缆只能保证 全部负荷的2325/78110083，不利于安全生产。考虑井下25采 区下山涌水量不确定性，以及以后别的采区的远景规划，新增1根 ZQD42-6000 3240不滴流油浸纸绝缘电力电缆，载流量为510A。4 根电缆当截面最大1根电缆发生故障时，其余3根电缆长时允许电流 之和最小为3325975A，大于最大长时工作电流781A，满足要求。 二、中央变电所新增开关柜确定 井下中央变电所现有高压开关柜19台，其中3台进线柜，3台PT 柜，2台联络柜，11台出线柜。由于25采区生产需要，需从中央变 电所引出2趟高压电缆，为25采区提供动力，1趟高压下井电缆，相 应井下中央变电所另增一台进线柜，一台联络柜，总计需增加5台 高压开关柜。经仔细考虑，我们实际从第14PT柜引出一根高压电 缆，接安装在中央变电所内的2台隔爆型高压开关，把原接在 10、17高压开关柜的2台整流变压器改接在这2台隔爆型高压开关 上，原10、17高压开关柜接新安装在中央泵房内的2台清水泵， 这样应加装5台高压柜，型号仍选用KYGG-5Z型（具体详见中央变电 所高压供电系统图） 。 6-3.6-3.平地变电站主变压器能力验算平地变电站主变压器能力验算 根据电气设备负荷统计表得，全矿总的有功功率 PZ10313.95KW，无功功率QZ8098.32 Kvar。则视在功率SZ √P2Z Q2Z √10313.95 2 8098.32 2 13113.37（KVA） ，其自然功 率因数cosФZPZ/SZ 10313.95 /13113.370.787。由于自然功率因 数低于0.9，故采取人工补偿，在6KV两段母线上装设总容量为 40 3300Kvar的电力电容器。经补偿后，Q Z′8098.32 - 33004798.32（Kvar） ，SZ′√10313.95 2 4798. 32211365．76，全矿功率因数 cosФZ′10313.95/11365．760.907。 选取两台主变压器，取事故时负荷保证系数Ksb1，则两台主变 压器计算容量Sb≥Ksb*PZ/cosФ Z′110313.95 /0.90711371.50（KVA） 。 由上面计算可知，平地变电站现用二台SF7-8000/35主变压器 已不能满足要求生产，故更换为二台SF7-12500/35主变压器。 2525采区设备及材料需用资金预算表采区设备及材料需用资金预算表 序 号 名 称型 号数量金额 万元备注 1 采煤机 MG200-W 1部 150 2 刮板机 SGZ-730/2200KW 1部 190 3 刮板机 SGD-630/2110KW 1部 130 4 刮板机 SGD-420/30 1部 9 已有 5 转载机 SZZ-730/132 1部 24 6 破碎机 SPL-1000 1部 3 7 液压泵站 WRB-200/31.5A 1套 8.5 8 喷雾泵站 PB-200/63 2套 4.4 9 液压支架 ZFS3600-19/28D 100架 1000 10 过渡支架 ZFS4000-21/30D 4架 150 11 可伸缩皮带 SDJ-250 1460m 1部 210 12 可伸缩皮带 SSJ-650 4部 330 已有 13 强力皮带 DX4-1000/2355 1部 400 14 架空乘人装置1套 30 15 掘进机 ELMB-75 1台 120 已有 16 水 泵 D580-605 630KW 3台 75 17 连续牵引车 SQ-1200/55 1部 40 18 绞 车 JKY-2.5/2B 1部 40 19 绞 车 GKT21.8-30 1部 35 20 绞 车 JH2-14 3部 12 21 绞 车 JH2-5 6部 12 已有 22 绞 车 JD-11.4 4部 6 已有 23 多速绞车 SDJ-14T 1部 4 24 耙斗装岩机 P-30B 3台 15 已有 41 25 喷浆机 PZ-5B 3台 5.4 已有 26 给煤机 GMW-K4 3台 21 27 风 机 YBTC62-28 10台 6.5 已有 28 风 机 2BKJ-N0.6.3 2台 12 已有 29 煤电钻 ZMS-12B 4台 0.36 已有 30 钢丝绳 6△19-ф29 1200m7.31 31 配水闸阀 PZ-1200 2个 6 32 配水闸阀 PZ-800 2个 2.5 33 闸 阀 DN250 2.5MPa 3个 1.01 34 止回阀 DN250 2.5MPa 3个 1.04 35 无缝钢管 Φ35182500m74.4 36 法兰盘 DN330 2.5MPa 660个 13.2 37 移动变电站 KSGZY-630 6/1.2KV 2台 30 38 移动变电站 KSGZY-500 6/1.2KV 1台 13 39 移动变电站 KSGZY-500 6/0.66KV 1台 13 已有 40 矿用变压器 KS7-315/6 11台 44