综采放顶煤工作面设计说明书.

编号:MPG-放顶煤专项设计–2014-01-01
版本号:第二版
新疆阜康市磨盘沟煤矿
工作面放顶煤专项设计
第一版发布时间：2014-01-01
第一版实施时间：2014-01-01至2014-12-31
阜康市磨盘沟煤矿生产办编制
磨盘沟煤矿工作面放顶煤专项设计汇编批准页
参加《放顶煤专项设计》成稿讨论人员：矿长、总工、安全副矿长、生产副矿长、机电副矿长、副总工及各科、队负责人。

放顶煤专项设计审核审批意见
采煤
队长
年月日掘进
队长
年月日通风
队长
年月日救护
队长
年月日生产技
术科长
年月日安全
科长
年月日
机电
科长年月日
磨盘沟煤矿放顶煤专项设计批准页
放顶煤专项设计审核审批意见
监控
室主任年月日调度
室主任年月日机电
副总工年月日通风
副总工年月日安全
副矿长年月日生产
副矿长年月日机电
副矿长
年月日总工
程师年月日矿长
批准
年月日
目录
第一章：综采工作面基本情况 (1)
第二章：煤层地质特征 (1)
一、煤层特征 (1)
二、水文地质 (1)
三、煤质 (2)
四、瓦斯、煤尘爆炸性 (3)
六、与邻近煤层间距及邻近工作面巷道关系 (4)
七、煤层的冲击地压 (4)
八、工作面对矿井或地面的影响预测和采取的措施。

(4)
第三章：工作面储量及回采率 (4)
第四章：采煤方法及回采工艺 (5)
二、回采顺序 (5)
三、截深的确定 (5)
四、工作面调和选择及确定 (5)
六、支架布置及支护 (6)
一）支护方式： (6)
二）移架方式和操作方式 (7)
七、回采工艺 (7)
第五章：矿压观测和初次放顶 (9)
第六章：生产系统 (11)
第七章：通风安全 (12)
第八章安全监控系统 (15)
第九章：工作面供电 (17)
第十章：主要技术经济指标 (20)
工作面放顶煤专项设计
第一章：综采工作面基本情况
磨盘沟煤矿1122-1综采工作面位于740水平西翼14-15号煤层，东以750回风下山为界，西以矿井边界为界，南北都是实体岩层，1122运输巷道水平标高+740m。

工作面对应的地表范围内无建筑物、河流、湖泊、水渠、公路通过，工作面平均走向长度为510米，煤层平均倾角：45°～55°，属急倾斜煤层，煤层总厚度：平均16米，
第二章：煤层地质特征
一、煤层特征
14-15号煤：特厚煤层，在井田内其结构基本稳定，无大的变化，其厚度有较大的变化。

煤层可采厚度从65线～66线～69线由23.43m～5.69m～0.37m，逐渐变小，煤层厚度不稳定，结构简单，夹矸0-1层，顶板岩性为粉砂岩，底板岩性均为粉砂岩。

14-15号煤层做低温干馏测试，其焦油（Tar.ad）产率为6.85%，总水分（Water.ad）含量为52.91%，半焦油（CRad）产率为5.03%，煤气与损失（Gas.ad）为22.89%，故属含油煤。

二、水文地质
井田内沟谷均为季节性溪水，流量有限，对矿井生产影响不大。

第四系松散岩类孔隙含水层，构成煤层开采的主要充水水源，因含水主体分布仅限于沟底，范围有限，对煤层开采影响亦有限。

侏罗系含煤岩系直接充水含水层以裂隙充水为主，单位涌水量＜0.1L/s.m，补给条件不好，岩层渗透性能差，富水性差。

井田为一向南倾斜的单斜构造，构造较简单。

烧变岩含水带，形态极不规则，含水窨较为发育，主要接受大气降水的补给，在深部易集聚地下水，但只要采取有效的疏排水措施，不会对煤层开采造成危害。

综合所述，井田水文地质类型应为裂隙～孔隙类简单型。

未来矿床开采充水水源是：第四系松散岩类孔隙间歇含水层，侏罗系八道湾组含煤岩系裂隙含水层。

正常情形应系渗入性充水通道。

烧变岩含水带孔隙、裂隙发育，含水空间较发育。

井田内已凿斜井已揭露火区。

烧变岩含水带涌水量较小，但不排除深部集聚地下水的可能，因此，未来矿井开采中，应对此含水层采取积极有效的探防水措施，防患于未然。

据阜康市磨盘沟煤矿井开采实际状况，结合矿井排水量实际，现生产井已揭露火区，现矿井井下正常情况下排水量＜20m3/d。

经计算矿井初期正常涌水量为874m3/d，最大涌水量为1311 m3/d。

三、煤质
1、煤的物理性质
井田内的煤为高等植物形成的腐植煤，其颜色为黑色，条痕为褐黑色，条带状结构，块状构造，参差状断口，煤的硬度较小，但比重
较大，简易燃烧试验，煤易燃、烟浓、焰长，且熔融、膨胀。

2、煤岩特征
（1）宏观煤岩特征
宏观煤岩成分以亮煤为主，镜煤、丝炭、暗煤次之，宏观煤岩类型以半亮型煤为主。

（2）显微煤岩特征
根据镜下观察，区内的煤均由有机质和无机质组成，有机质总含量占94.20%～95.39%，无机质总含量占4.61%～5.8%。

四、瓦斯、煤尘爆炸性
根据钻孔资料瓦斯含量测定，CH4为0～0.368ml/kg可燃质，CO2
为0.029～0.378ml/kg可燃质。

其取样标高14-15号煤层为+640m，平均CH4含量为0.33m3/t，CO2为0.28 m3/t；即相对瓦斯涌出量14-15号煤层为8.25 m3/t，二氧化碳相对涌出量为7.00 m3/t；
地质工作对14-15号煤层采样，并进行了煤尘爆尘爆炸性测试，测试结果：火焰长度均大于400mm，岩粉量为65％，结论均有爆炸性危险，爆炸指数14-15号煤层为51%，爆炸程度很强。

五、煤层自燃发火情况
地质工作对联4-15号煤层进行了烯点测试，依据煤的自燃倾向性等级分类，煤层属不易自燃的煤。

详见下表：
各煤层燃点分析表
项目煤层编号
T1℃
氧化样
T2℃
原样
T1℃
还原
△T℃备注
14-15 347.44 354.00 355.74 8.29 不易自燃根据临近煤矿以往实际情况，煤层有自然发火倾向，发火期三至六月。

综上所述：井田内煤层属不易自燃的煤。

应当指出不易自燃煤，并非不自燃的煤，故在今后开采过程中，应进行科学管理，采取有效措施，预防煤的自燃，确保矿井安全生产。

六、与邻近煤层间距及邻近工作面巷道关系
该矿开14-15号、19-21号煤层，煤层厚度分别为2.57～23.43m、2.48～11.05m，平均厚度分别为13m、6.77m。

二层煤之间的间距为4.11～20.28m，平均9.46m。

采区巷道布置基本上同壁式巷道布置形式。

采区尺寸：西翼采区走向长700m，垂高100m，面积0.166km2，储量324万t，服务年限约20a。

七、煤层的冲击地压
本工作面内的煤层无明显的冲击地压，但在回采过程中要预防周期来压对工作面的影响。

八、工作面对矿井或地面的影响预测和采取的措施。

工作面下部均为实体煤。

由于该工作面所回采的煤层地表附近无任何建筑物和管线及公路，不会对矿井和地面造成其它影响。

第三章：工作面储量及回采率
本工作面可采走向长度510米，工作面长度16米，采放高度9
米，工作面煤炭容重为1.3t/m³,其工业储量约为其储量510×16×9×1.3=9.5万吨。

根据国家规定，结合我矿的实际情况和兄弟矿的经验，确定该综采放顶煤工作面的回采率为75%。

第四章：采煤方法及回采工艺
一、采煤方法的选择
工作面采用走向长壁式水平分段放顶煤采煤法。

分段高度9米，其中机采高度2.5米，放顶煤高度6.5米。

一采一放，循环进度0.6米。

在煤层内用ZF4200/17/28型支撑掩护式支架。

工作面上部铺金属网打眼放炮，采煤、放顶煤配备一台刮板运输机，
二、回采顺序
本工作面按自东向西的顺序后退式进行回采。

三、截深的确定
根据煤层的生产能力和我矿现有提升运输能力以及采煤机的性能情况，截深定为0.6m为宜。

四、工作面调和选择及确定
1、工作面支护设计
工作面由14架ZF4200/17/18型支撑掩护式液压支架和2架ZFG4800-18/30型支撑掩护式过度液压支架支护顶板，追机移架方式，先拉架后退溜，支架拉到位梁端距控在300mm。

其技术特征如下：
支架型号：ZF4200/17/28 支架高度：1.7～2.8米
支护工作阻力：4200KN 采煤范围：1.7～2.8米
支架宽度：1.43～1.6米支护强度：0.69mpa
支架重量：12.9T 支护初撑力：3940KN
泵站压力：18- 31.4MPa 操纵方式：邻架操纵
2、工作面采用MG150-NW型电牵引采煤机一台。

3、工作面选用SGZ-630/75型前后部刮板机个一台，SGB-620/40型可弯曲刮板输机各6台。

4、乳化液泵站选用BRM250/31.5型乳化液泵两台
5、工作面冷却水、喷雾用水引自地面200m³静压水池，设备列车所用开关，移动变电站、泵站（WPZ-320/60)均放于平板车上。

因两巷道锚网支护，超前支护段不配置回柱绞车，可在设备列车前配置一台JM-14绞车，可供拉移列车用。

7、超前支护：超前支护采用铰接顶梁配合单体柱沿巷道上下帮布置双排，单排柱距巷道上下帮0.8米，上端头柱排距为1米，下端头柱排距为1.2米。

超前支护距离为距煤壁推进线20范围内。

超前支护单体柱型号为DZ-2800-3500型单体柱。

要求齐梁齐柱正悬臂，按3：7布置，柱与柱之间要用Ф6mm钢丝绳牵引设为防倒装置，防倒绳绕柱子转一圈，防倒绳绕圈高度：巷道下帮距底板1.5米，巷道上帮距底板1.8米。

在顶板不平处，梁上背放小板。

六、支架布置及支护
一）支护方式：
工作面南北端头各采用两架ZFG4800/18/30过渡支架支护，工作面中间采用14副ZFB4200/17/28液压掩护式支架，支架中心距为
1.5 米，整个工作面安装18付支架，超前支护采用单体液压支柱配铰接顶梁支护，距工作面20 米以内上下顺槽打两排支柱，支柱间排距为1×1米。

二）移架方式和操作方式
由于工作面产量不大，顶板较稳定，因此采用间隔交错式移架，以加快移架速度，移架顺序为：降柱—移架—升柱—伸侧护板。

每次移架的长度为600 mm，为了移架后快速达到额定工作阻力，尽量减少顶板的破碎度，在移架时只稍降支架阻力，使支架顶板带压移架减少支柱下沉量。

七、回采工艺
一）采用走向长壁式水平分段放顶煤采煤法，采、支、装、运一体化，区段内后退式采煤。

二）工艺过程
1、工艺流程为：推移前部刮板机—进刀—割煤装煤—运煤—移架—放顶煤—生产检修—爆破松动顶煤
2、具体操作
1）推移前部刮板机：进刀前将采煤机行至前部刮板运输机机尾处，并将采煤机滚筒置于开切巷中部空间内，然后推移前部刮板运输机，推移方式采用首次先机头后机尾的顺序，第二次则先机尾后机头的顺序。

推移步距为采煤机截深（最大0.6 m）遇特殊情况可分两遍推移到位，每次0.3 m。

2）进刀：采煤机开至前部刮板机中部,将滚筒摇至底刀位置,开动采煤机直接斜切进刀割底煤。

3）割煤、装煤：采煤机在前部刮板机机尾进入割顶刀，向机头方向推进，割到机头位置停将采煤机滚筒反向摇至底刀位置，开动采煤机，从前部刮板机机头向机尾方向推进割底刀，并利用采煤机滚筒螺旋叶自行装煤（机头、机尾处人工辅助装煤）要求必须割满刀，即0.6 m。

4）运煤：工作面→运输顺槽→溜煤眼→西翼运输大巷→煤仓上山→煤仓→主井→地面。

5）移架：采煤机在割顶刀时，滞后3 m（两付支架）按顺序从前部刮板运输机机尾向机头追机推出支架的前护顶板，当采煤机割完底刀停至前部刮板运输机机尾处，推移完前部刮板机后，从前部刮板机机头处于始进行推移支架，采用间隔式推移，即隔一付移一付再从前部刮板机处，将剩下的未移支架进行推移，直至全部支架推移完。

6）移后部刮板机：当推移完前部刮板机，从前部刮板机机头处于始进行推移支架，采用间隔式推移，后部刮板机随液压支架同步向前推移。

7）放顶煤：在完成移架后，停机，开始放顶煤，放煤方法采用由B1向B2方向多轮间隔式按顺序放煤即先放1、3、5、7……号支架顺序放煤，每次放煤量不宜过大，时间不宜超过5分钟，放煤口出现矸石时应停止放煤。

8）生产检修：每班必须对设备进行维修，早班留两个小时进行检修，检修班必须对设备进行全面的检查和维修，使综采设备达到完好。

9）爆破松动顶煤：在该分层，仅靠支架反复支撑不能完全破碎
顶煤，必须进行爆破松动顶煤。

该工作面采用的三台岩石电钻打顶眼，装炸药爆破顶煤，具体方法为采用岩石电钻在采煤机割完底刀后，移架后在支柱前护顶板下方向架后方向以倾角87º向上打11-12m左右高的炮眼，炮眼间距为3m，炮眼排距2.4-3.0m，当工作面支架后立柱推进到炮眼位置时进行起爆。

炮眼的装药长度在8-9m，封泥长度不小于2.5m。

对局部煤质较软的地方，视情况适当调整眼距和炮眼排距，打眼爆破松动顶煤。

3、放煤步距确定
放煤步距是否合理，将直接影响含矸率、工作面单产和回采率，其主要由顶煤厚度、松软程度、破碎机理和工作条件、放煤尺度、矿井生产能力等方面的许多因素决定，本工作面回采段高16m，根据我矿经验和实际情况，放煤步距采用0.6 m。

八、顶板管理
1、放煤不得在最大端面距下进行，不得在采煤机割煤处进行，前部刮板机移直后必须及时移设端头支架。

2、工作面最大控顶距为6.5米，最小控顶距5.9米，
3、割煤后及时带压擦顶移架，及时伸出前探梁支护顶板。

第五章：矿压观测和初次放顶
综采工作面应建立矿压观测系统，通过观测工作面支护动态质量，进行矿压预报，以有效防止周期来压对工作面造成危害。

一、研究内容
1、工作面三量观测
2、顶板破碎度
二、测站布置及观测方法
1、工作面三量观测：
1）使用的仪器、仪表
在工作面每副液压支架的前后支柱分别安装直读式矿压观测表。

2）观测
对直读式矿压观测表显示的支架初撑力、最大阻力等参数要求每两小时观测记录一次，对循环经历时间、支架运行时间特性进行分析上图，以便及时掌握矿压显现规律。

2、顶板破碎度
1、测参数a、b、c、d、h（冒高h大于100mm方可统计），在地面计算各参数平均值，求得无支护宽度ｓ=ａ+ｂ+ｃ，再求和线性方程：E=A=BS。

（E为冒落灵敏度）
2、观测方法和范围，使用的工具、仪器：
采取每班观测一次，范围是1、4、7、10、12、15支架。

3、观测方法两顺槽巷道位移规律：
观测方法：采用单体液压支柱专用压力表观测端头支护的支架力和工作阻力。

4、工支架和单体液压支柱的标准支撑力：
单体：12 t/根（额定25 t/根）
支架：190 t/根（额定220 t/根）
三、观测仪器：
1、直读式矿压观测表；
2、皮尺
四、初次放顶：
根据我矿在上水平对煤层的回采经验，该煤层煤质松软破碎，较易自然垮落。

所以工作面采用两个∮800拉开自由面，之后按正规循环进行排炮放顶煤，当工作面推进到放完第四轮炮位置时，对工作面支架进行加压补液和打单体液压支柱，然后出放顶煤，但要保证架后垫层的厚度。

此时工作面顶板自然垮落的可能性极大。

对地表工作面对应位置进行观测，当工作面对应地表塌陷坑出现下沉和垮落，即表明顶板垮落，完成初次放顶，工作面进入正常生产，（具体的初次放顶方案措施在工作面投入生产时有专门设计）。

第六章：生产系统
一、材料运输系统
1、材料从地面→副井→井底车场→西翼运输大巷→材料上山→735平巷→轨道顺槽→工作面
2、煤炭运输系统
工作面→运输顺槽→溜煤眼→西翼运输大巷→煤仓上山→煤仓→主井→地面
3、通风系统
主、副斜井→井底车场→+650水平西翼运输巷→轨道上山→+740水平运输石门→+740水平西翼进风顺槽→+740水平西翼回风顺槽→+750水平回风石门→总回风巷→地面
第七章：通风安全
一、通风系统
该工作面采用全负压通风。

1、工作面通风线路（具体见通风系统图）
主、副斜井→井底车场→+650水平西翼运输巷→轨道上山→+740水平运输石门→+740水平西翼进风顺槽→+740水平西翼回→工作面；
污风从工作面→+740水平西翼回风顺槽→+750水平回风石门→总回风巷→地面
为防止风流短路，在+740水平运输石门与+750水平回风石门设置正反向四道风门；
2、工作面风量计算
1）矿井的采煤工作面按气象条件或瓦斯涌出量（用瓦斯涌出量计算）确定所需风量，其计算公式为：
矿井瓦斯绝对涌出量为369×10.25/(24×60)=2.63m3/min。

Q=100×q绝×K=100×2.63×2.0=526（m3/min）=8.76 m3/s
二、防止瓦斯
1、确保工作面的风量和风流稳定，工作面生产后及时对工作面的实际瓦斯涌出量进行测定，并从此调整风量，使风量满足要求。

2、加强对工作面通风设施的管理，风门必须安装闭锁装置和正反向风门，并加强对通风设施的检查和维修。

3、工作面设专人进行瓦斯检查，每班至少检查四次，出现异常情况时安排救护队员进行现场监护，工作面设便携式瓦斯报警仪进行
监测，工作面两端头后设风障，并设便携式瓦斯报警仪监测，发现气体超限，工作面立即撤人断电，由专门人员和救护队员进行气体排放。

4、严禁在局部冒高区打眼放炮，严禁无风、微风作业，放炮时必须使用水炮泥，炮眼封孔长度必须符合2006年版《煤矿安全规程》规定，工作面实行“一炮三检”和“三人连锁放炮”。

5、严格执行瓦斯巡回检查制度和井下现场交接班制。

6、工作面必须安装瓦斯电闭锁装置，实现停风，瓦斯超限断电撤人。

三、综合防尘
1、工作面防尘管路系统
地面水池→副井→+650水平车场→+650西翼运输大巷→+740水平回风顺槽、740水平进风顺槽→工作面；防尘管路每隔50m ，设置一个三通。

3、工作面进、回风口分别设置一道净化水幕，每副支架的放煤口上方均设置喷雾头、前后部刮板运输机机头、破碎机机头、可伸缩皮带运输机机头均设置喷雾装置。

4、采煤机必须保证内外喷雾设施齐全缺喷嘴或嘴不喷雾要立即更换，保证水量充足，水压符要求，雾化好否则采煤机不准开机运行。

5、在放顶煤时必须打开放煤口的喷雾，运煤时刮板机、转载机、破碎机、皮带机的喷雾必须打开进行喷雾。

6、工作面在打松动顶煤炮眼时，必须在其风流下口设置喷雾进行喷雾降尘。

7、采煤机的截齿必须经常进行检查，发现磨损超出规定，立即
更换，减少产尘量。

8、放炮必须使用水炮泥，每班必须对两顺槽和工作面进行冲洗，防止煤尘堆积。

9、工作面工作人员必须佩带个体防护，减少吸尘量。

10、在两顺槽内分别设置隔爆设施，水量必须符合2006年版《煤矿安全规程》。

四、防止外因火灾
1、严禁工作面电气设备失爆，严格按电气设备容量选择电缆，并按规定悬挂设电缆，所有电缆必须悬挂整齐。

2、随时清理刮板机、转载机、皮带机的浮煤，防止浮煤堆积。

3、电气设备检查修后，应将检修点的杂物清理干净，电气设备表面不能有油污，不能把用过的废油倒在巷道和工作面内，因及时进行回收。

4、皮带机必须使用阻燃皮带，并经常检修，对损坏不转的托辊及时更换，皮带跑偏要及时调整。

5、移动变电站、泵、临时配电点必须备有灭火器和沙子、黄土、皮带巷每隔100米备两台灭火器，分层石门设一个消防材料库，存放一定数量的消防材料。

2）防止内因火灾
该工作面上方采空区局部有火或高温点，根据我矿的防灭火方法和设备，采用地表塌陷坑回填堵漏，工作面超前预注浆，架后注氮等防灭火措施，以保证工作面顺利回采。

五、按规定在综采工作面巷道口设置安全监分站，在进回风巷设
置甲烷、一氧化碳、温度、风速传感器，对矿井的瓦斯浓度进行实时的、连续不断的监测和监控，发现异常必须及时查明原因并及时处理。

六、避灾路线
1、当工作面发生火灾的避灾路线为：
工作面→+740进风顺槽→+650水平西翼运输大巷→+650水平井底车场→主、副斜井→地面
2、工作面发生水灾时的避灾路线为：
工作面→+740进风顺槽、+740回风顺槽→+740运输石门→总回风巷→地面。

3、当工作面发生冒顶时的避灾路线为：
当发生冒顶时，立即佩带好自救器，当冲击波过后从工作面→+740进风顺槽→+650水平西翼运输大巷→+650水平井底车场→主、副斜井→地面。

4、当工作面发生瓦斯燃烧或煤尘爆炸时的避灾路线为
工作面人员立即趴倒，佩带好自救器，当冲击波过后从
工作面→+740进风顺槽→+650水平西翼运输大巷→+650水平井底车场→主、副斜井→地面
第八章安全监控系统
根据《煤矿安全规程》的规定要求，按照标准对我矿1122-1采煤工作面安装安全监控系统，现将监控系统的安装设置说明如下：
一、安装传感器的种类、数量及型号：
1、瓦斯传感器1台（KG200G型）
2、温度传感器1台（KG05型）
3、一氧化碳传感器1台（KG04型）
4、风速传感器2台（KGF-2型）
5、开停传感器4台（KGKT-C10-X1）
6、馈电传感器2台（KGT16-E）
7、风门传感器3套（KGE12-1）
8、断电控制器2台（KDG3D型）
9、井下分站3台（KG2007G型）
二、安装传感器安装位置、控制范围及相关参数设置
1、瓦斯传感器安装在综采工作面端头至回风巷10m处，传感器距离顶板位置小于300mm,距离巷道侧壁大于200m；参数设置：报警值为：1.00％；断电值为：1.50％。

控制1122-1采煤工作面所有电气设备在瓦斯气体超限时断电。

2、一氧化碳、温度传感器安装在回风巷内，传感器距离顶板小于300mm，距离巷道侧壁大于200m；一氧化碳传感器报警浓度参数为：0.0024％（24ppm），温度传感器报警参数为：30℃；实时反映+1122-1采煤工作面的一氧化碳气体浓度、温度情况。

3、风速传感器安装在进风巷、回风巷测风站，前后10m无障碍物处。

报警参数为：0.25m／s；实时反映采煤工作面进风、回风风量情况。

4、开停传感器分别安装在740水平前溜控制开关、后溜控制开关、采煤机控制开关负荷侧。

反映设备运行、停止情况。

5、馈电传感器分别安装在综采移变电站，参数设置：高电平（表
示设备有电）低电平（表示设备断电），反映设备有无电流情况。

6、风门传感器一组安装在+740石门进风与回风风门处，
7、断电控制器分别安装在综采移变电站，控制1122-1采煤工作面回风巷所、进风巷所有设备电源断电。

断电器断电触点容量AC660V 0.3A，本安输入信号：电平型，控制电源总馈常开点。

8、分站安装3台，1台分站安装在采煤工作面串车上（可接4路模拟传感器，4路开停传感器），2台安装在+740回风巷石门处（可接8路模拟传感器，8路开停传感器）。

第九章：工作面供电
一、供电
1、移动变电站及配电点位置的确定：
根据综采工作面的采煤方式、巷道布置、工作面机械化程度、供电电压及供电距离等因素确定：
移动变电站设在+740水平进风顺槽巷内，距工作面30米处。

2、综采面供电系统确定：
由+650水平中央变电所铺设一条高压电缆，通过+650水平西翼运输巷电缆孔到+740水平变电站。

再由移动变电站通过总馈电开关分别供电，其中采煤机、前部刮板机、泵站、喷雾泵站、轨道巷回柱绞车、岩石电钻、煤电钻、信号供电、后部刮板机。

由+650中央变电所另铺设一根低压电缆至+740水平石门配电点，为均压风机和其他用电供电。

二、高低压电缆选择
1、高压电缆选择
1）高压电缆的长时最大负荷电流计算：
Ig=S b/3 ×Ue×cos￠=×800×1000/√3 ×1140 ×0.7= 57.4 A 式中：Ig——长时最大负荷电流
S b——移动变电站最大负荷
U e——供电电压
cos￠----加权平均功率因数
2）电缆截面计算：
S j= Ig/÷Js = 57.4÷1.54 = 37.27 mm2
式中：S j——电缆经济断面
Js——电缆经济密度取1.54 A/mm,故应选35mm2电缆，型号为UGFP—6KV 3*35高压屏蔽电缆。

3）校验计算
①、按长时允许电流校验：查电工手册35mm2高压电缆允许电流值大于I g=57.4
②、电压损失校验：
根据高压电缆允许电压损失5%，即300v，故符合要求。

因此按电流经济密度选择的UGFP—6KV 3*35+100m。

二、综采工作面电气设备选择
选用：
1、矿用真空开关，型号为KBZ—500/1140两台，作移动变电站出总馈开关；
2、矿用真空开关，型号为KBZ—300/1140两台，作移动变电站。