5-2煤消防材料库设计

1、目录 TOC o 1-5 h z HYPERLINK l bookmark235 o Current Document 第一章概况4第一节概况4第二节 地质特征4 HYPERLINK l bookmark26 o Current Document 第二章 巷道布置及支护说明8第一节巷道布置8 HYPERLINK l bookmark47 o Current Document 第三章 施工方法及工艺9 HYPERLINK l bookmark50 o Current Document 第一节巷道掘进及机械化9第二节 工作面生产系统11一、掘进作业11 HYPERLINK l bookmark59

2、 o Current Document 第四章支护设计11一、临时支护11二、永久支护11第五章供电设计18 HYPERLINK l bookmark85 o Current Document 第一节 现状描述19一、地面主供电线路19二、井下煤供电19三、5”煤中央变电所、中央水泵房掘进期间供电线路19四、工作面的用电设备选型与负荷统计19五、移动变电站容量验算19六、高压电缆截面选择与校验20七、低压电缆截面选择21八、短路电流的查表计算21II、地下水补径排条件第四系松散沉积孔隙潜水：主要接受大气降水补给，其次是局部地表水补 给渗入补给.基岩孔隙裂隙水，露头区接受大气降水补给，局部接受地

3、表水体的侧向径 流补给，也接受潜水的垂线渗透补给；区内沿基岩裂隙常见有下降泉出露，其 为主要排泄方式。烧变岩潜水，主要是通过片沙和黄土层接受降水补给，部分地段接受同岩 层及地表水侧向补给，总趋势向北部考考乌素沟潜流，多以下降泉的形式排泄。III、矿井充水条件矿井充水水源包括大气降水、地表水、含水层水和老空水。1、矿井充水水源大气降水和地表水含水层水延安组砂岩含水极其微弱，便于疏干，对矿井的危害不大。老空水5一2煤层开采导水裂隙带沟通厂煤层采空区，使得尸煤层开采导水裂隙带成 为矿井的主要导水通道。2、矿井充水通道导水裂隙带煤层开采导水裂隙带沟通3煤层采空区，使得5?煤层开采导水裂隙带成 为矿井的

4、主要导水通道。含水层孔隙和裂隙 煤矿范围内5煤层赋存于延安组第二段的下部，由于延安组整段地层为承压水含水层，含水层中不同程度地发育有孔隙和裂隙，它们是保持含水层水力 联系的通道，当采矿揭穿含水层时，这些孔隙和裂隙也必然成为地下水向矿坑 充水的直接通道。烧变岩孔隙裂隙由于2、如煤层自燃，上覆岩层受到烘烤致使岩石结构发生改变，形成新 的孔隙、裂隙，为地下水的赋存和径流形成良好空间。煤层开采导水裂隙带 沟通烧变岩潜水时，烧变岩孔隙、裂隙也成为矿井的间接充水通道。封闭不良钻孔本设计碉室区域无封闭不良钻孔。IV、老窑积水分布情况5煤中央变电所西侧为回风大巷，附近不涉及老窑。V、矿井充水情况1、矿井涌水量

5、根据5以煤中央变电所掘进地质说明书确定该掘进区域涌水量最大为5m3/h,正常涌水量为3n3/h。六、其他7瓦 斯5点煤层瓦斯绝对涌出量0. 91m7min,相对涌出量0. 50m7t, 掘进工作面最大瓦斯绝对涌出量0. 13m7min,无煤与瓦斯突 出、喷出情况。煤尘爆炸指数具有爆炸性煤的自燃倾向性I类 容易自然，自然发火期34天。地温危害正常冲击地压危害无冲击地压第二章巷道布置及支护说明第一节巷道布置中央变电所南侧巷道长71. 4m,掘进断面5200X4000mm； （Y1点处开口沿 方位角260 30掘进至31. 4m处后沿方位角170 30方向掘进至与尸煤北翼 辅运大巷北侧巷道贯通位置。

6、）中央水泵房管子道长15. 4m,掘进断面4000X2800mm；（中央变电所前2m 开口，沿方位角260 30掘进至与回风斜井贯通）中央水泵房避灾通道长61. 8m,掘进断面4000 X 2800mm；（从Y3点后8. Im 处开口沿方位角300。15 36方向掘进从顶部穿过尸煤北翼辅运大巷，从底 部穿过主斜井至与尸煤北翼辅运大巷北侧巷道贯通位置）副水仓全部巷道共计长119m,掘进断面5200X3400mm；（从主、副水仓交 叉口沿方位角295 56 17掘进至18. 3m处后，以半径为57 33 43抹角 至353 30,掘进50. 8m,从原尸煤水仓下部穿过后沿方位角83 307方位穿

7、过回风斜井下部掘进至中央水泵房位置。）主水仓全部巷道共计长162ni,掘进断面5200X3400mm；（从主、副水仓交 叉口开口沿方位角270向西掘进至33.6m后，按半径83 30抹角至方位角 353 30继续向北掘进至60. 5m后，继续以半径90抹角至方位角80 30 下穿回风斜井掘进到中央水泵房位置。）主副水仓联巷共计长40. 598m,掘进断面4000X2800mm；（从K18点向西 11.583m处开口，沿方位角353 29 53向里掘进4. 707m后变坡，后沿方位 角328 20 53 ,倾角8掘进48.3m穿过回风斜井至主、副水仓交叉口）。5”煤中央水仓、中央变电所巷道参数表

8、巷道名称巷道尺寸/m（宽X高）支护形式用途备注毛尺寸净尺寸5-2煤中央变电所5.2X45X3.7锚喷供电5-2煤中央水泵房5.2X45X3.7锚喷排水5-2煤主水仓5X3.1锚喷排水5-2煤副水仓5X3.1锚喷排水管子道4X3.33.8 X 2.6锚喷排水、通风、行人避灾通道4X2.83.8 X 2.6锚喷通风、行人附图：5-2煤中央变电所、泵房支护断面图5煤管子道、避灾通道支护断面图5煤主水仓、副水仓支护断面图5煤中央变电所、泵房、水仓设计平面图外环水仓I-I剖面图避灾通道H-II剖面图第三章施工方法及工艺第一节巷道掘进及机械化一、掘进区域简介：本次设计包含的掘进作业区域有：中央变电所北侧安

9、全出口，中央水泵房 管子道、以及主副水仓。掘进工程量：中央变电所南侧巷道长71. 4m,掘进断面5200X4000mm；中央水泵房管子 道长15. 4m,掘进断面4000 X2800mm；中央水泵房避灾通道长61.8m,掘进断面 4000 X 2800mm；副水仓全部巷道共计长119m,掘进断面5200 X 3400mm；主水仓 全部巷道共计长162m,掘进断面5200 X 3400mm；主副水仓联巷共计长55m,掘 进断面 4000 X 2800mm；。总计掘进：502. 4mo二、掘进方式掘进一支护一掘进，再重复。采用综合机械化掘进，使用EBZ-200型掘进机；配合防爆装载机，经防爆胶轮车

10、再将煤（岩）运往地面。三、设备及工具配备EBZ-200型掘进机技术参数项目参数项目参数外型10600X3600X1800 mm截割头转速46r/min整机功率325KW可/经济截割硬度Kx(dJa/4fc) = 2x (15.24 x 1860/4x 6.5)= 2180 ww 2.2m ；取 2. 2m其中：K一安全系数，取K=2；锚索直径，取15. 24mm；fa一锚索抗拉强度，取1860MPa；匚一锚索与锚固剂的粘合强度，砂岩取58MPa,平均6. 5。设计锚索长度取6. 0mo锚索排距锚索的排距按下式计算：L )/L,式中L-一锚索排距，m；B一-巷道最大冒落宽度，取4.5m；H-巷道

11、最大帽落高度，取2. 2m；(最大取锚杆长度)Y -岩体容重，25. 48kN/m3Li锚杆排距，lm,Fi锚杆锚固力，60kN;F2-一锚索极限承载力,1426. 05N/mm2 ;。 角锚杆与巷道顶板的夹角,75 :n-一锚索排数，取2。L 2 x 234.6/4.5 x 2.2 x 25.48-(2x60 xsin 75)/1L ppJkp2ikP126x3/2 = 189KN式中：14P设计锚索锚固力，KN；Pt锚固段锚固剂与孔壁的粘结力，126KN；每根锚索配套3根锚固剂P2锚固段锚固剂与钢绞线的粘结力，126KN；每根锚索配套3根锚固剂K一安全系数，取2。锚杆（索）钻孔直径与树脂锚

12、固剂直径确定根据“三径”匹配要求，锚杆（索）钻孔直径与锚杆（素）杆体直径之差为610mm, 锚杆（索）钻孔直径与树脂锚固剂直径之差为48 mm,因此锚杆（索）钻孔直径R孔28mm, 树脂锚固剂直径R树23mmo3、支护参数修正结合锚杆的布置关系，修正支护计算参数结果如下表。计算参数修正结果表序号参数名称单位计算值修正 结果说明1顶锚杆长度m1.492.22帮锚杆长度m1.761.83顶锚杆间排距m2. 370. 95X1.04帮锚杆间排距m2. 245顶锚杆锚固力kN105105根据锚杆杆体载荷6帮锚杆锚固力kN8585根据锚杆杆体载荷7顶锚杆直径mm17.2208帮锚杆直径mm15.5189

13、锚索长度m5. 65610锚索间距m3. 452.011锚索排距m3. 452.012锚索锚固力kN189189（二）支护设计布置说明目（1）顶板支护锚杆形式和规格：O20mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆，长度2200mnio托板：采用拱型高强度托板，托板规格为150X150 X 10mm。金属网规格：网片为66钢筋网片。网间搭接长度不小于100mm,每隔500颇用不小14#15镀锌双根铁丝扭结1道。锚固方式：配套2根MSCK2360型树脂锚固剂。锚杆布置：顶锚杆间距X排距二950X 1000mm,每排6根锚杆。锚杆角度：顶板中部的4根锚杆与顶板成90。布置，两边的锚杆向帮偏移15。布置。锚索：单根钢

14、绞线，直径为（|）15.24mm,长度为6000mm,加长锚固，采用三支树脂药卷， 规格为MSCK2360。一排布置2根锚索，隔一排再布置1根锚索，呈“三花”布置，间距X排 距=2000 X 2000mm,尾部配有高强度锚具，配套金属托板规格为长X宽X厚=300 X 300 X 12mm。（2）帮部支护锚杆形式和规格：中18mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆，长度1800mmo托板：采用拱型高强度 托板，托板规格为150X150X10mmo金属网规格：网片为66钢筋网片。网间搭接长度不小于100mm,每隔500mm用不小14# 镀锌双根铁丝扭结1道。（三）喷浆厚度由以下公式计算：Sx = yH式中：Y一

15、岩石容重（KN/m3 ）；本矿顶板属不稳定一稳定型（III）,局部为稳定型 （III）岩体，取2325；本设计取23H一巷道顶覆盖层厚度5-2煤埋深213131m,平均172m；6 1垂直巷道的最大主应力（KN/m2）；=3956KN/m2 =3. 956N/mm2根据GB50086-2015岩土锚杆与喷射混凝土支护工程技术规范混凝土轴心抗拉强度 按下表喷射混凝土的设计强度值（N/mm2）凝土强度强度种类C20C25C30C35C40轴心抗压fe9.611.914.316.719. 1轴心抗拉ft1. 11.271.431.571.713. 9569. 6, 5煤喷浆采用强度等级为C20的混凝

16、土可满足要求。（三）中央变电所、泵房、水仓详细支护参数确定：1、中央变电所全段该段永久支护采用锚喷支护。该段巷道为矩形巷道，断面：4X2. 8m；巷道全段顶板为泥岩、细粉砂岩，两帮整体为泥 岩、细粉砂岩，属不稳定一较稳定型（III）顶板，局部为煤壁。16顶板：顶锚杆采用左旋无纵筋螺纹钢锚杆，规格4)20X2200mm，锚杆间、排距为900X 1000mm,顶板每排布置9根锚杆；采用长X宽X厚为150X 150X 10mm的金属方托盘，每根锚 杆配套2根MSCK2360型树脂锚固剂，端头锚固；锚固力360KN；预紧扭矩N100Nm；外露 长度为1050mm。网片采用金属网，规格为6mmX5000

17、mmX 1100mm,网格为100X 100mm,网片搭接长度 为100mm,每隔500mm用不小14#镀锌双根铁丝扭结1道。锚索采用直径15.24mm,长6000mm的钢绞线，锚索托板为300X300X 12mm金属钢板， 每根锚索采用2根MSCK2360型树脂锚固剂，端头锚固；锚固力3100KN,锚索排距为2200mm, 间距为2200mm。根据设计要求，本巷道混凝土喷射厚度为100mm；底板采用强度等级为C30的混凝土打 地坪lOOmmo该段巷道掘进15. 5m后需下穿主斜井，层间距为6. 3m，掘进至该段时进行短掘短支，掘 进lm支护Im,若顶板破碎需架设工字钢棚时，及时架设工字钢棚。

18、2、中央水泵房管子道该段巷道采用锚网索喷支护，顶锚杆采用现有620X2200高强锚杆可以满足要求，间排 距1100X1000,帮锚杆采用4) 18X1800螺纹钢锚杆，间排距1000X1000；锚索采用现有中 15. 24X6000mm锚索可以满足要求，间排距2000X2000；顶网采用6#钢筋焊接网片，帮网采 用64钢筋网片；喷浆采用强度等级为C20的混凝土可满足要求，喷浆厚度为100mm,底板采 用强度等级为C30的混凝土打地坪200mm。该段巷道无特殊地段，若遇顶板破碎、裂隙等区域及时调整锚杆、锚索间排距，保证掘 进工作正常开展及巷道成型。3、中央水泵房避灾通道该段巷道采用锚网索喷支护，

19、顶锚杆采用现有4)20X2200高强锚杆可以满足要求，间排 距900X1000,帮锚杆采用6 18X1800螺纹钢锚杆，间排距800X 1000；锚索采用现有15. 24 X6000mm锚索可以满足要求，间排距2000X2000；网片采用6#钢筋焊接网片；喷浆采用强 度等级为C20的混凝土可满足要求，喷浆厚度为100mm,底板采用强度等级为C30的混凝土 打地坪100mm。该段巷道从开口处掘进18m从尸煤北翼辅运大巷顶部穿过，层间距1. 5m2. 3m。为保证 掘进机过该段的安全，需对5?煤北翼该段巷道进行补强支护，该段补强支护采用锚索兀梁支 护，从中央泵房安全出口(原5煤东翼辅运大巷)向北4

20、.1m处开始至北部14. Im处结束。 用4)17. 80X8000锚索以15夹角打至老顶固定。后用木垛支护，接顶严实。4、主副水仓联巷17全段长55.2m,其中掘进55.2m,断面4000mmX2800mm；（其中从主运大巷口向西7. 7m 开口，沿方位角353 29 53向里掘进6. 9m后变坡，后沿方位角328 20 53”,倾角8 掘进48. 3m从回风斜井下侧穿过）。该段巷道采用锚网索喷支护，顶锚杆采用现有20X2200高强锚杆可以满足要求，间排 距950X1000,帮锚杆采用6 18X1800螺纹钢锚杆，间排距800X1000；锚索采用现有15. 24 X6000mm锚索可以满足要

21、求，间排距2000X2000；网片采用6#钢筋焊接网片；喷浆采用强 度等级为C20的混凝土可满足要求，喷浆厚度为100mm,底板采用强度等级为C30的混凝土 打地坪100mm。该段巷道从开口处掘进至41m处时需下穿回风斜井，层间距2.47m。为保证掘进机过该 段的安全，需对该段巷道41m处至55. 2m处加强支护，支护方式选用锚网喷加工字钢棚支护, 工字钢采用22#矿用工字钢：该段工字钢棚垂直于巷道走向布置，顶梁长4000mm,棚腿长 2800mm,工字钢棚之间拉筋，有防倒措施，棚距800mm,打柱窝，有防柱腿钻底措施。工字 钢与顶板之间使用背板支撑，背板规格：20mmX200mmX 1500

22、mm，保证接顶严密。5、副水仓全部巷道该段巷道采用锚网索喷支护，顶锚杆采用现有620X2200高强锚杆可以满足要求，间排 距950X1000,帮锚杆采用4）18X1800螺纹钢锚杆,间排距700X1000；锚索采用现有15. 24 X6000mm锚索可以满足要求，间排距2000X2000；网片采用6#钢筋焊接网片；喷浆采用强 度等级为C20的混凝土可满足要求，喷浆厚度为100mm,底板采用强度等级为C30的混凝土 打地坪200mm。该段巷道下穿原5一2煤水仓层间距2m,该段掘进前需对原5-2煤水仓进行底板浇筑，待浇 筑合格后方可掘进作业，该段掘进作业执行短掘短支（掘进Im,支护Im,严禁超控顶

23、、控帮 作业），采用锚网喷加工字钢棚支护。锚杆采用4）20X1500高强锚杆，间排距700X700；网 片采用6#钢筋焊接网片；工字钢采用22#矿用工字钢，棚梁长4000mm,棚腿长3400mm,棚间 距0.5m。棚梁、棚腿拉筋，有防倒措施，底板挖柱窝，并有防钻底措施。6、主水仓全部巷道该段巷道无特殊地段，全部采用锚网索喷支护，顶锚杆采用现有20X2200高强锚杆可 以满足要求，间排距950X 1000,帮锚杆采用618X1800螺纹钢锚杆，间排距700X1000； 锚索采用现有15.24X6000mm锚索可以满足要求，间排距2000X2000；网片采用6#钢筋焊 接网片；喷浆采用强度等级为C

24、20的混凝土可满足要求，喷浆厚度为100mm,底板采用强度 等级为C30的混凝土打地坪200mm。第五章供电设计18第一节现状描述一、地面主供电线路矿井采用双回路10kV供电。二回10kV电源均取自流水壕11OKV变电站1OKV不同母线 段，长度2km；采用LGJ120架空线供电线路引至工业广场10kV变电所；地面设有一座10KV 变电所，变电所内安装14台KYN28-12型高压开关柜，2台S9-630/10/630kVA/10/0. 4kV油 浸变压器，10kV架空线两趟供电系统采用单母线分段接线，两回电源一用一备。低压系统采 用8台GGD2型低压配电柜，采用单母线分段接线方式，为地面办公楼

25、、调度室及地面所有负 荷供电。二、井下尸煤供电5-2煤中央变电所掘进工作面动力用电来自5煤临时配电点1#移动变电站 (KBSGZY-1250/10KV/1140V),通过尸煤辅运大巷敷设至5以煤中央变电所，在尸煤中央变 电所掘进工作面进风口安装一台矿用隔爆型馈电开关，供电给掘进机、潜水泵、探水钻等负 荷，电压等级为1140V； 5或煤中央变电所局部通风机专用电源取自地面变电所AH17、AH18开 关柜，备用电源取自5煤临时配电点1#移动变电站；局部通风机实行“三专两闭锁”(即专 用线路、专用开关、专用变压器；两闭锁：风电闭锁和瓦斯电闭锁装置)，并实现双风机、 双电源、自动切换装置。三、5煤中央

26、变电所、泵房、水仓掘进期间供电线路地面10KV变电站一5以煤临时配电点1#移动变电站(KBSGZY-1250/10KV/1140V) -5煤 掘进机四、工作面的用电设备选型与负荷统计1、设备选型5煤掘进变电所的用电设备选用型号为FBDNo7. 1/2X30的局部通风机2台，一备一用；型号为EBZ-200的掘进机一部。2、5”煤掘进变电所用电设备负荷统计负荷统计表表1名称型号数量功率(kW)电压(V)电流(A)KBSGZY-1250/10局部通风机FBDNo7. 1/2X30144114040掘进机EBZ-20013211140165照明综保ZBZ-4. 0141140合计369五、移动变电站容

27、量验算19Sb=Kx X Z Pe/cos Sb变电站的容量Kx需用系数(详见表2)ZPe由该变电站供电的设备的额定总功率(详见表1)cos 4)加权平均功率因数(详见表2)Sb=Kx X Z Pe/cos 4)=0. 92X369/0. 7=484KVAKx=0. 4+0. 6XPd/ZPe=0. 4+0. 6X325/369= 0. 92484KVA27A,满足要求。3、按经济电流密度初选主截面其经济截面为：A=Iw/Jmd=27/2. 25=12mm2式中A一电缆主芯截面，mm2J经济电流密度，A/mm2,查表得2. 25A/mm2o根据高压电缆经济电流密度校验50mn2电缆能够满足要求

28、。按允许电压损失校验电缆截面该高压电缆长度100m,校验计算时以100m长度进行校验。U% =(R。cos + X。sin 放)/1 OUn %U%-电压损失百分数Un-额定电压(kV)L-电缆长度(km)Ro、Xo电缆线路单位长度的电阻及电抗(Q/km)U%=1. 732*27*0. 6 (0. 0435*0. 7+0. 107*0. 714) /10*10%20=0. 02%根据全国供用电规则的规定，高压系统中的电压损失在正常情况下不得超过7%,故 障状态下不得超过10%。所以所选电缆的截面积符合要求。七、低压电缆截面选择型号确定选择的低压电缆要符合煤矿安全规程的规定。根据电压等级、使用保

29、护环境、机械 的工作情况等确定电缆的型号。向掘进机、胶带输送机等设备供电的电缆选用MYP型。2、按长时最大允许负荷电流初选低压电缆截面掘进机其长时负荷电流计算如下：Ie=321/1. 732*1. 14*0. 85=177A现选用型号为MYP-0.66/1. 14 3X70+1X35 mm2的电缆给掘进机供电，允许持久电流为 220A 155A,满足要求。通风机其长时负荷电流计算如下：le二44/1. 732*1. 14*0. 8=27. 8A现选用型号为MYP-0. 66/1. 14 3X16+lX10mm2的电缆给掘进机供电，允许持久电流为 64A 27. 8A,满足要求。八、短路电流的查

30、表计算1、掘进机电机处的两相短路电流计算移变到馈电开关的电缆MYP-1. 14kv 3 X 70+1 X 35 5米电缆，折合为50mm2电缆为 5*0. 73=3. 65馈电开关的电缆MYP-1. 14kv 3 X 70+1 X 35 200米电缆，折合为50mni2电缆为200*0. 73=148.6电缆合计 3. 65+148. 6=152查煤矿供电设计与继电保护整定计算，得两项短路电流为5911Ao2、局部通风机电机处两相短路电流计算移变至KBZ-400馈电开关段MYP-1. 14kv 3X70+1X35电缆5m,馈电开关至局部通风机的电缆为MYP-1.14kv 3X16+1X10的4

31、0米缆 MYP-1. 14kv 3X70+1X35 5 米电缆，折合为 50mm2 电缆 5*0.73=3.65电缆 MYP-1. 14kv 3X16+1X10 40 米电缆，折合为 50mm2 电缆 40*3=120电缆合计3. 65+120二123查煤矿供电设计与继电保护整定计算，得两项短路电流为6973AO3、局部通风机电机处两相短路电流计算21移变至风机开关的电缆为MYP-1.14kv 3X25+1X10的53米电缆 MYP-1. 14kv 3X25+1X10 53 米电缆，折合为 50mm2 电缆为 53*1.91=101.3查煤矿供电设计与继电保护整定计算，得两项短路电流为2939

32、AO九、过流保护装置整定1、KBSGZY1250/10/1. 14移动变电站保护装置的整定高压配电箱过流保护装置整定过载保护整定高压配电箱过载保护装置的动作电流，按移变一次侧额定电流来整定，即Iz=KxZPn/V3Uncos1. 5,满足要求。局部通风机开关保护整定过载保护整定IzNIe=30A短路保护整定Id=8Ie=8*30=240A校验灵敏度系数Kx=Id(2)/Id=6973/240=29l. 5,满足要求.十、漏电保护及接地引至东翼大巷工作面配电点的10kV高压电缆选用MYPTJ-8. 7/10kV型矿用绝缘监视屏蔽 型高压橡套电缆。井下低压供电系统设有过电流、漏电、接地三大保护装置

33、，三大保护装置严格遵照煤 矿井下三大保护装置整定细则规定执行。选用带综合保护装置KBZ型矿用隔爆真空馈电开 关和带漏电保护装置的BZX-2. 5型矿用照明变压器综保装置。井下采用变压器中性点不接地系统，在井下主、副水仓用钢板各设1主接地极，在配电 点用焊接钢管分别设局部接地极，并利用电缆接地芯线、专用接地线、电缆的钢带铠装把所 有接地极连接在一起形成接地网，所有电器设备的金属外壳均应和接地网可靠连接，接地网 上任意一点的接地电阻不大于2Q。十一、工作面运输巷照明根据煤矿安全规程(2016版)第469条，工作面运输巷每隔15m设一套隔爆LED灯, 采用半固定式照明。若工作面运输巷无轨胶轮车运输线

34、路两侧安装有反光标识，则不受此限。AC127V照明电源引自设于巷道内的照明变压器综保装置。十二、电缆线敷设监控、通讯、信号、动力电缆线。各类电缆线均使用电缆钩吊挂，电缆钩挂在粗铁 丝上，粗铁丝两端采用螺纹钢锚杆固定并张紧(选择合适位置在巷道帮上打吊挂锚杆)；粗23 铁丝每隔3m设一个悬挂点；粗铁丝敷设高度不低于2.0m；粗铁丝敷设要平、直，尽量使得 巷道每个地点粗铁丝敷设高度保持不变。电缆钩最下端距离巷道底板不得小于1500mmo（2）电缆钩悬挂间隔选取1000mm，保证电缆线悬挂平直。（3）动力电缆线之间的距离不得小于50mm；监控、通讯、信号电缆要求在动力电缆上 方悬挂，且距离动力电缆不得

35、小于lOOmnio（4）动力电缆的接线盒都要使用接地线进行接地。第六章运输设计第一节运输能力计算一、掘进期间5煤中央变电所、中央水泵房掘进工程量小，且掘进工期短。现需对生产 期间的运输方式进行确定，具体如下：皮带运输：本掘进段最多时需安装5条皮带，方可保证生产过程中的正常 出渣。皮带运输的优点：运量大，连续性好，运输可靠；缺点：铺设困难，维 护不便，运营过程中人力投入过多等。无轨胶轮车运输：本掘进段配备1台无轨胶轮车，1台防爆铲车即可满足每 班出渣需求。无轨胶轮车的优点：运输灵活，便于维护保养，适用于短途及复 杂路段运输；缺点：运量小，工作量大，货流不均衡等。鉴于本掘进区域运途短，巷道复杂，本

36、设计采用无轨胶轮车运输。二、运输能力计算采用EBZ-200掘进机，每循环进尺岩巷Ini,煤巷3n）,因该段掘进绝大多数 为岩层，局部区域为煤层。掘进区域岩石容重取2. 3；循环渣量为：1X5. 2X3. 4X2. 3=40. 7t；采用WC8J防爆无轨胶轮车，每车载重8000KG,则出渣次数为：2440.70.84-4=12.7次，满足掘进期间出渣需求。附图：5一2煤中央变电所、泵房、水仓运输路线图第七章通风设计第一节掘进风量计算1=15煤中央变电所、中央泵房相关巷道掘进工作面通风方式：压入式通风。5煤中央变电所、中央泵房掘进迎头：新鲜风：局扇一煤中央变电所、中央泵房巷道掘进迎头；乏风：5煤中

37、央变电所、中央泵房巷道掘进迎头一5煤辅运大巷一5煤回 风大巷一回风斜井一地面。掘进工作面风量计算原则5,煤中央变电所、中央泵房相关巷道在施工过程中采用压入式通风，最长 供风巷道为外环水仓，全段长162m。每个独立通风的掘进工作面实际需要风量，应按瓦斯或二氧化碳涌出量、 工作人数、巷道断面、风速和局部通风机实际吸风量等规定要求分别进行计算, 并必须采取其中最大值。本矿井为瓦斯矿井，风量计算以本矿的风量计算办法 为依据。1、掘进工作面需要风量计算1）按瓦斯涌出量计算QfIOOXkdXq 掘二 100X0. 18X 1. 6=28. 8m7min式中：q掘一掘进工作面瓦斯绝对涌出量0. 18m3 /

38、min；25 TOC o 1-5 h z 九、过流保护装置整定22十、漏电保护及接地23十一、工作面运输巷照明23 HYPERLINK l bookmark114 o Current Document 第六章 运输设计24第一节运输能力计算24一、掘进期间24二、运输能力计算24 HYPERLINK l bookmark119 o Current Document 第七章 通风设计25第一节掘进风量计算25第二节 通风路线28 HYPERLINK l bookmark143 o Current Document 第八章井下紧急避险六大系统29 HYPERLINK l bookmark158 o

39、 Current Document 第九章 风险辨识31 HYPERLINK l bookmark161 o Current Document 第十章安全技术措施32一、顶板管理及安全技术措施32二、防尘系统35三、防灭火35四、安全监测系统36五、防治水管理37 HYPERLINK l bookmark206 o Current Document 第-一章 避灾路线38kd一通风系数，机掘工作面取1. 52. Oo2）按二氧化碳涌出量计算：Qhf=67 qhc khc=67 X 0. 35 X 1. 6=37. 52m3/min式中：血一掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量，0. 35m

40、7min；虹一掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，正常生产条件下， 连续观测1个月，日最大绝对二氧化碳涌出量与月平均日绝对二氧化碳涌出量 的比值,取1.6；67按掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1. 5%的换算系数。3）按工作面同时工作最多人数计算：Q2=4N=4 X 16 = 64m3/min式中：N掘进工作面同时工作的最多人数，人；取N =16人4每人需风量，m7mino4）风速验算按最低风速验算：Q 最低二 15S二 15 X 17. 68=265. 2m3/min式中：Q最低一满足掘进工作面最低风速需风量；15-煤矿安全规程中规定的掘进中煤巷和半煤岩巷最低风速，0. 2

41、5m7s （15m3/inin）；S一本设计掘进巷道掘进断面积取所有掘进巷道中的最大断面，取17. 68m2o5）工作面辅助运输选用1台防爆柴油机无轨胶轮车、1台防爆装载机26额定功率：50kW按照新煤矿安全规程要求防爆柴油机无轨胶轮车功率每千瓦配风4m3 /min故需增加配风量440m3 /min。所以，煤中央变电所、中央水仓相关巷道掘进工作面需风量取上述最大 值 265. 2+400二666ni3 /min按最高风速验算：Q 最高二240S=240 X 17. 68二4243. 2m7min666m3 /min式中：Q最高一达到掘进工作面最高允许风速需风量；240-煤矿安全规程中规定的掘进

42、中煤巷允许最高风速，240m/min （4m/s）；S一本设计掘进巷道掘进断面积取所有掘进巷道中的最大断面，取17. 68m2o6）通过计算，取同时满足以上3个条件的风量值，确定为掘进工作面需 风量 Q 为 666m3/mino3、局部通风机的选型以掘进工作面计算需要风量h和巷道设计最大供风距离，计算局部通风机 需要吸风量Qaf二Qhf/（1-P 百）m=666/（1-0. 015） 1677m3/min式中：Qaf局部通风机需要吸风量，m3/min；Qhf一掘进工作面需要风量，取666m7min （按以上计算取其中最大值）；m一独头通风百米长度指数（即通风长度为100, 200m-400m时

43、，m=l, 2,274),取 1；P百一柔性风筒百米漏风率，可参照下表。通风距离(m)2000百米漏风率(%)1510321. 5选择高效率、低噪声对旋式通风机：根据计算工作面所需的风量，确定施 工时选用两台FBD-N06. 0/2X22kW型对旋轴流式局部通风机，采用双风机供风, 配4)800mm抗静电阻燃胶质风筒为工作面供风，即可满足掘进工作面通风需要。因尸煤中央水仓、中央泵房直接利用尸煤采区通风系统，能够满足通风需 求。风筒吊挂及标准风筒选用直径800哑的抗静电阻燃风筒。距帮不得大于300mmo距顶板200-300mm,防止风筒被锚杆戳破；风 筒悬挂高度太低影响风、水管路的安装、使用和维

44、护；距帮不大于300mm,可使 工作面风流全部从巷道另一侧通过，使得甲烷传感器有效监测工作面风流瓦斯 浓度。风筒口到掘进工作面的距离不得大于5叽风筒搭接要反压边，接头要严密，无破口，无反接头。第二节通风路线通风路线：副斜井(主斜井)一4煤车场一5煤副斜井一局部通风机一掘 进工作面一5一2煤北(南)翼辅运大巷一5一2煤回风大巷一5煤总回风巷一回风井附图:5一2煤中央变电所、泵房、水仓通风系统图28第八章井下紧急避险六大系统一、安全监测监控系统本矿采用KJ95X型安全监测监控系统，系统在地面设监测中心站，由2台 监测监控中心站、9台监测分站及若干数字型传感器组成。对井下采、掘、运各 环节的瓦斯、风

45、速、负压、温度、一氧化碳及风门进行安全环境监测。采掘工 作面实现瓦斯电闭锁和风电闭锁。本矿KJ95X型安全监测监控系统可满足尸煤中央变电所、中央水泵房掘进 期间的安全需求。附图：5渝煤中央变电所、泵房、水仓监控布置图；二、井下人员位置监测系统本矿采用KJ69J型井下人员定位系统，系统配套人员定位监测分站（型号 KJF130）、无线接发器（型号KJF80. 2A）、人员定位监测系统标识卡200张（型 号KGE37B）；满足5点煤中央变电所、中央水泵房掘进期间的安全需求。三、压风自救系统矿井地面建有空压机房，用于向井下风动工具及压风自救系统供气。采用2 台SA-55A型和1台SA-110A型螺杆式

46、空气压缩机，额定排气量分别为10. 5m3 /h 和19. 8m3 /h,排气压力分别为0. 7MPa和0. 8MPao 2台SA-55A型空气压缩机工 作，1台SA-110A型备用。压风管路采用DN125X4mm型无缝钢管沿主斜井敷设入井，经尸煤副斜井进 入5?煤采掘作业地点。四、供水施救系统本矿供水施救系统与消防洒水系统合一，用水引自高位水池（400m3 ）,采 用静压供水。主斜井主管采用DN150 ( 4)159X4. 5)型无缝钢管；大巷采用DN100 (。108 X4)型无缝钢管；掘进工作面支管采用DN50(4)57X3. 5)型无缝钢管。五、通信联络系统本矿已安装0X-880型数字

47、程控调度总机1套。通过设置电话耦合器将交换 机送来的非本安信号转变成本安信号，再送给井下矿用本安型电话机，从而完 成地面与井下的生产调度和通讯联系。该系统满足5煤中央变电所、中央水泵房掘进期间的通信要求。六、紧急避险系统5煤中央变电所、中央水泵房距地面未超过1000m,故未设置自救器补给站, 人员撤退至地面不受灾害影响。七、压风、供水及排水管路安装标准压风、供水及排水管路均敷设在同一巷帮，贴近巷帮布置。压风管路 选用DN80mm钢管，供水管路选用DN80mm钢管，排水管路选用DNIOOmm钢管，自上而下依次为压风管(兼做压风自救供风管)、供水管(兼做供水施救供水管、 洒水降尘管)、排水管。压风

48、管、供水管、排水管采用管道钩悬挂，管路吊挂要打设吊挂锚杆, 吊挂锚杆距巷道底板不小于1.6m,管路吊挂要平直。管路连接要加好密封圈，不得有漏风、漏水等现象。压风管、供水管、 排水管用吊挂勾吊挂，吊挂整齐，稳固可靠，风水管距迎头20m范围内使用中 25的高压胶管，要随工作面前进及时延长，以备迎头正常用水、排水和用风，。30管路安装前要做好除锈、防锈工作，防止管路腐蚀堵塞。我矿优先选 用镀锌管路，若管路有铁锈腐蚀现象时必须刷漆。其中压风管路涂蓝色油漆， 排水管路涂黑色油漆，供水管路涂绿色油漆。压风、供水管路每50m安装一个作为巷道检修、除尘使用的三通和200 米设闸阀。三通和闸阀阀一律朝上倾斜30

49、 ,手柄、标志牌齐全完好，并编号 管理。排水管路按照巷道实际情况低洼点必须接排水三通。第九章风险辨识通过对辨识出的8项风险进行评估，确定重大风险3项、较大风险5项、 一般风险1项，低风险0项。详见表1。表1风险评估表分类风险描述风险评估LECD风险 等 级顶板1.避灾通道掘进期间，局部巷道距下层5-2煤辅运大巷层间距 过小(1.5m),可能导致掘进期间掘进机下陷。6315270较 大 风 险2.内水仓掘进期间因内水仓下穿原煤水仓，局部层间距过 小，且未及时架棚，顶板受采动影响，可能存在顶板冒落的风险；6315270较 大 风 险水3.掘进期间，掘进机采动影响，导致顶板局部破碎， 存在裂隙，其上

50、覆砂岩裂隙水进入掘进工作面，掘进工 作面可能存在积水淹面的风险；3640720重 大 风 险瓦斯4.西部5-2煤房柱采空区域因密闭不严，导致采空 区内大量气体涌出，可能造成瓦斯超限；1640240较大 风 险煤尘5.掘进工作面煤尘量大，如遇除尘装置工作不正常、 未定期清理会造成积尘，遇明火可能导致煤尘爆炸；33100900重 大 风隆31火6.开采的煤层属I类容易自燃煤层，本身就有自然 发火倾向，5煤房柱采空区存在大量浮煤，密闭不严， 漏风严重，可能造成采空区自然发火；1640240重 大 风 险生产系7.带式输送机长距离运行过程中，检修工作量大， 可能造成托帽和皮带保护维护不到位跑偏、与机架

51、及浮 煤摩擦，可能存在跑偏、断裂的风险。3240240较大 风 险统8.原有生产设备进行大修，可能个别设备选型不匹 配，可能存在机械事故的风险。161590般 风管控措施见附表。第十章安全技术措施一、顶板管理及安全技术措施1、敲帮问顶制度：掘进工作面敲帮问顶工作由有经验的两名老员工（队长、班长配合）负 责，一人执行，一人观察顶板。开工前，敲帮人员（队长、班长配合）必须对工作面的安全情况进行全 面检查，进行一问、二敲（撬）、三支护，发现活石、活煤要及时处理掉。方 法是：一人站在安全地点，找好退路，在另一人为其照明并观察顶板情况的前 提下，用长柄工具将其拆除。确认无危险后，方准人员进入工作面。敲帮

52、问顶 时，其他无关人员不得进入工作面。敲帮问顶时，人员必须站在支护完好，退路通畅的安全地点，由外向里, 由上向下地进行。两手持长柄工具，先轻敲，无破裂声再重敲。敲帮问顶时要停止附近运转的机器，避免声音干扰。处理顶帮活石前，应与附近人员联系好。撬动时保持身体平衡，缓缓用 力。撬大块松动煤（岩）时，必须找好退路方可处理。32如顶板活煤（岩）撬不掉时，应及时进行临时支护，确保作业人员的安全。敲帮问顶时，工作面顶板出现离层、断裂，又不能立即挑下时，必须立 即进行支护或采取临时支护措施，保证安全的前提下方可作业。工作面在支护前必须执行敲帮问顶，对敲不下来的大块要立即采取措施 补强支护或增加临时支护。2、

53、预防冒顶片帮：跟班队长、班长是顶板管理的直接责任者。在每班工作前，队长、班长 要先拆净顶帮活石（煤），检查支护状况，无安全隐患后，当班人员方可开始 工作。队长、班长要经常巡视检查顶板。作业人员在工作中随时观察顶板，严禁空顶作业。工作面最大控顶距为3. 3m,支护完成后再进行下一个循环作业。当工作面顶板破碎时，应采用短掘短支的办法进行施工，过倒车丽室、 临时避难碉室时最大控顶距1. 3m,循环进度lmo打眼前必须认真检查顶帮及临时支护情况，发现问题必须先处理后工作。在顶帮出现地质构造、裂缝或顶板破碎等情况时，必须先打临时支护， 以确保作业人员的安全。工作面在永久支护之前，必须严格按照作业规程所规

54、定的循环进度进行 作业，严禁超空顶距作业；在施工过程中人员不得进入空顶区，支护时必须从 外向里逐排支护，严禁多排同时施工；操作人员必须站在支护完好的地方进行 作业。局部刷宽的巷道，要在原支护的基础上对刷宽区域进行补强支护。在掘33 进过程中，若遇到顶板不完整且有离层、局部地质构造区域、顶板破碎等情况 应采取补强支护措施或调整锚杆间排距，保证支护可靠，防止发生冒顶事故。锚杆支护的间排距要以作业规程为准，严格按照规程措施施工，保证施 工质量，杜绝支护失效或不合格等情况发生。跟班队长、班组长、技术员加强锚杆锚固力的检查，锚固力不得低于设 计要求，并形成记录，存档备查；对不符合要求的锚杆及时补打，严格

55、杜绝支 护失效作业。完成割煤工序后要及时跟进临时支护，保证班组交接班安全。3、矿压观测掘进巷道矿压观测方案中央水仓、中央水泵房附属巷道多，故顶板离层仪设置在巷道交叉点，对 顶板矿压进行观测。观测周期为掘进迎头100m范围内1次/天；掘进迎头100m 后1次/周。矿压监测的主要内容巷道煤岩体顶板离层监测、锚杆受力状态监测。4、煤岩体表面位移监测掘进巷道煤岩体位移监测方案中央水泵房、中央变电所附属巷道多，故在每段巷道中部设置围岩观测站, 采用十字测点法进行围岩移进量观测，围岩移进量观测站设置在巷道顶底板、 两帮完好及断面无明显变化区域。观测周期为掘进迎头100m区域1次/天，掘 进迎头100m后1

56、次/周。施工技术要求34A、要保证顶底板测点的连线与顶底板垂直，两帮测点连线与顶底板平行。B、为准确定位测点位置，需在各测点所在位置的煤岩体内钉钢钉，且保证 固定可靠，钢筋要有外露（也可以采用木桩或别的材料作为基点）。C、测点布置后，应注意保护断面，防止测点被破坏。D、测试时间安排及测试要求测点布置的当天进行第一次测量，一周内每天观测，一周后观测无变化后 改为7天一次。采煤工作面回采期间，应根据情况增加观测次数。测试内容为交叉点到两帮距离，交叉点到顶底板距离，各测点的位置以外 露基点的顶端平面为基准，测量要认真，读数要准确，并做好记录。本测试采 用的测量仪器为钢尺加测绳。在测量过程中发现异常情

57、况时，应及时向相关科 室反映，保证数据的可靠及作业场所的安全。数据处理根据观测的结果，作出巷道表面位移随时间变化的曲线，根据曲线分析巷 道稳定性受掘进和工作面回采的影响程度，总结巷道表面位移的变化规律，确 定巷道的稳定程度。二、防尘系统防尘水源由高位水池经主斜井、5煤副斜井和5煤井底车场，接至工作面, 每50米设三通一个。喷雾的安装严格按照煤矿安全规程及其他相关规定进 行。防尘水系统：高位水池一主斜井一 5煤副斜井一 5点煤中央变电所、中央水仓掘进工作面;三、防灭火35掘进巷道防灭火：5一2煤中央变电所、中央水泵房支护采用锚杆机打眼，锚 网支护，防火的重点是防设备、机械摩擦生热、电缆线和人为火

58、灾。皮带机头 处有备用的沙子、干粉灭火器可直接灭火。通过控制风流、调节风流控制火势 蔓延。防火水源来自高位水池，经主井6133管路，井底车场、副斜井采用80 无缝钢管接至迎头。防火系统：高位水池一主斜井一井底车场一5煤中央变电所、中央水泵房掘进工作面;四、安全监测系统1、便携式甲烷检测报警仪的配备和使用：队长、技术员、班组长，流动电钳工、掘进机司机、煤机司机下井时 必须携带便携式甲烷检测报警仪，对其作业范围内的环境瓦斯进行不间断的监 测，如有报警现象(瓦斯报警点为1.0%)必须进行处理。掘进机司机下井必须携带便携式甲烷检测报警仪，施工地点20m范围 内风流中瓦斯浓度达到1.0%时严禁启动综掘机

59、。采煤机司机下井必须携带便携式甲烷检测报警仪，工作面进、回风流 中瓦斯浓度达到1. 0%时严禁启动煤机。当班班组长下井时必须携带便携式甲烷检测报警仪，并把常开的报警 仪悬挂在作业区域内，当报警时，停止工作，查明原因并进行处理。电钳工下井担负机电维修工作时，必须携带便携式甲烷检测报警仪， 在检修工作地点20m范围内检查瓦斯浓度，当瓦斯浓度30.5%时，不得送电或 检修。2、甲烷传感器及甲烷断电仪的配备和使用：36掘进工作面甲烷传感器安设地点：掘进工作面迎头、掘进工作面回风流中、掘进机、探水钻机、无轨胶轮车等区域或设备处，其报警浓度，复电浓 度、断电范围参照甲烷传感器(便携仪)的设置地点，报警、断

60、电、复电浓度 和断电范围表。甲烷传感器应吊挂在巷道的上方，垂直悬挂，距顶板不得大于300mn), 距巷帮不得小于200mmo甲烷传感器每15天标校一次。甲烷传感器(便携仪)的设置地点，报警、断电、复电浓度和断电范围表煤矿安全规程设置地点报警浓度/%断电浓度/%复电浓度/%断电范围采煤工作面回风隅角N1.0NL51.0工作面及回风巷内全部非本 质安全型电气设备低瓦斯和高瓦斯矿井的 采煤工作面N1.031.51.0工作面及回风巷内全部非本 质安全型电气设备采煤工作面回风巷N1.0N1.01.0工作面及回风巷内全部非本 质安全型电气设备采用串联通风的被串采 煤工作面进风巷N0.5河.51.0N1.5