4-3煤东翼大巷工作面设计终稿

1、目录 TOC o 1-5 h z 刖51 HYPERLINK l bookmark264 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 bookmark25 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 bookmark57 o Current Document 第三章 施工方法及工艺11第一节巷道掘进及机械化11第二节 工作面生产系统171818一、掘进作业17第四章支护设计、临时支护二、永久支护18 HYPERLINK l bookmark130 o Current Doc

2、ument 第五章供电设计25第一节 现状描述25一、地面主供电线路26二、井下尸煤供电26三、5点煤中央变电所、中央水泵房掘进期间供电线路26四、工作面的用电设备选型与负荷统计26五、移动变电站容量验算27六、高压电缆截面选择与校验27七、低压电缆截面选择28八、短路电流的查表计算29II、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

3、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煤层开采导水裂隙带沟通尸煤层采空区，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5煤层开采导水裂隙带沟通4一3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。含水层孔隙和裂隙 煤矿范围内5以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

4、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以、尸煤层自燃，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。5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以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、矿井涌水量根据5点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5ni3/h,正常涌水量为3m3/h。六、其他7瓦 斯5*煤层瓦斯绝对涌出量0. 91m7mi

5、n,相对涌出量0. 50m3/t, 掘进工作面最大瓦斯绝对涌出量0. 13m3/min,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一、中央变电所本着便于集中管理、维护检修、缩短供电距离和管路长度的原则，中央水 泵房、中央变电所采用集中布置，且中央变电所一侧出口需位于井底车场处。I、巷道位置：利用原尸煤北翼辅运大巷北侧巷道，作为中央变电所酮室。II、巷道断面：根据中央变电所主要电气设备、高压柜开关、低压配电箱等设备尺寸及利 用原有巷道（52煤北翼辅运大巷北侧巷道）确定5

6、以煤中央变电所巷道断面形状为矩形：B 荒=5. 2mH 荒二4mS 荒二20. 8m2B 净二5mH 净二3. 7 m S 净二 19. 24m2III、中央变电所支护采用锚喷支护,底板打地坪。IV、管路敷设：电缆敷设在电缆沟内；电缆沟为矩形断面：B 荒二0. 8mII 荒二0. 6mB 净=6mH 净二0. 5m支护方式：帮部混凝土抹面，底板打地坪。V、丽室用途：5煤采区配电。二、52中央水泵房I、巷道位置：利用原尸煤北翼辅运大巷北侧巷道，中央变电所以北区域作为中央水仓碉室。II、巷道断面:中央水仓通道断面应满足最大设备通过、及行人和通风要求，一般中央变 电所和中央水泵房联合布置时，断面一致

7、。5煤中央水仓断面形状为矩形：B 荒二5. 2mH 荒二4mS 荒=20. 8m2B 净=5mH 净=3. 7 m S 净=19. 24m2III、支护方式：中央水泵房支护采用锚喷支护，底板打地坪。IV、管路敷设：中央水泵房内布置有DN133的排水管路；电缆敷设采用电 缆沟敷设。V、侗室用途：5煤采区排水。三、煤水仓I、巷道位置：原尸煤北翼水仓下部，作为副水仓；副水仓外扩18. 5m为主 水仓。II、水仓断面：5以东翼副水仓、主水仓断面形状为矩形：副水仓:B 荒= 5. 2mH 荒=3. 4mS 荒-17. 68 m2B 净二 5. 0mH 净二3. ImS 净二 15. 5 m2主水仓:B

8、tl- 5. 2mH 荒-3. 4mS 荒-17. 68 m2B 净= 5. 0mH 净=3. ImS 净=15. 5 m2III、主副水仓支护方式为锚喷支护，底板打地坪。IV、管路敷设：不布置管路。V、巷道用途：井下排水。四、避灾通道I、巷道位置：中央水泵房北部安全出口。II、巷道断面：避灾通道断面形状为矩形：避灾通道：B 荒=4mH 净=2. 8mS 净= 11. 2 m2B 净=3. 8mH 净=2. 6mS 净=9. 88 m2III、支护方式为锚喷支护，底板打地坪。IV、管路敷设：不布置管路。V、巷道用途：通风、行人。五、管子道I、巷道位置：中央变电所向北2m处。II、巷道断面：管子

9、道断面形状为矩形：管子道：B 荒二 4mH 净二2. 8mS 净二11. 2 m2B 净二3. 8mH 净=2. 6mS 净=9. 88 m2III、支护方式为锚喷支护，底板打地坪。IV、管路敷设：布置排水管路。V、巷道用途：通风、行人、排水。105”煤中央水仓、中央变电所巷道参数表巷道名称巷道尺寸/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4X2.83.8 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、

10、行人附图：5一2煤中央变电所、泵房支护断面图5一2煤管子道、避灾通道支护断面图5-2煤主水仓、副水仓支护断面图 5-2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II-H剖面图第三章施工方法及工艺第一节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：中央变电所北侧安全出口，中央水泵房管子道、以及主副水仓。掘进工程量:II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31.4111处后沿方位角170 307方向掘进至与尸煤北翼 辅运大巷北侧巷道贯通位置。）中央水泵房管子道长15. 4m,掘进断

11、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5?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5点煤水仓下部穿过后沿方位角83 30方位穿 过回风斜井下部掘进至中央水泵房位置。）主

12、水仓全部巷道共计长162m,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55m,掘进断面4000X2800mm；（从主运大巷口向西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穿过回风斜井至主、副水仓交叉口）。总计掘进：502. 4mo二、掘进方式 掘进一支护一掘进，再重复。12采用综合机械化掘进，使用EBZ-1

13、60型掘进机；配合防爆装载机，经防爆 胶轮车再将煤（岩）运往地面。三、支护工艺5煤中央变电所、中央水泵房附属巷道掘进采用综合机械化掘进，使用EBZ-160型掘进机；配合防爆装载机和防爆胶轮车出煤。施工顺序：交接班及安 全检查（顶板、巷帮、瓦斯、工程质量、探头位置、敲帮问顶等）一施工准备 一掘进（出砰、运料）一临时支护（敲帮问顶、搭接顶网、前移前探梁、担上 横木板）一永久支护（打顶锚杆眼、安装顶锚杆、紧顶板锚杆）一安全检查一 班组内部验收一进入下一循环。I、实行井下现场交接班，以煤矿安全生产标准化管理体系基本要求及评 分方法（试行）为准绳，对工作面顶板支护、设备运转、任务完成情况进行 详细检查，

14、认真交接，做到责任明确，为每班的准备工作打好基础。II、安全质量检查每班开工前都要对作业范围内的安全情况进行一次全面的检查，检查巷内 通风设施、瓦斯浓度，并认真清除顶帮活石等安全隐患，确认无安全隐患后方 可作业。III、割煤、出渣根据巷道煤层特性，确定EBZ-160掘进机割煤方式由班组长检查工作面顶板和支护情况、检查激光指向仪定向情况、机械完 好情况，瓦检员检查瓦斯情况，确认无问题后，启动掘进机开始割煤。IV、临时支护13截割前最小控顶距0. 3m,循环截割完毕后，最大控顶距3.3m。在跟班班长 的指挥下，用长柄工具将顶板松散的煤砰挑落，及时前移前探梁，按规定要求 架临时支护。循环进行，每割3

15、.0m前移一次前探梁。前探梁上的吊梁器必须上 紧卡牢。掘进循环进尺为3.0m；当巷道顶板压力变大、顶板破碎、裂隙发育、遇地 质构造、两帮煤壁变碎、片帮严重时，必须缩小循环进尺，循环进尺为1.0m。V、锚杆支护顶锚杆安装工艺进行临时支护：首先进行敲帮问顶，使用前探梁上顶网顶梁。施工顶板锚杆孔：采用两台锚杆钻机按顶梁孔位由巷道中间向两帮施工 锚杆眼，同时安装支护锚杆。装树脂锚固剂：安装树脂锚固剂前应检查其质量是否合格，以手感柔软 为合格，不合格的严禁使用。打完眼后及时按要求装入MSCKb2360树脂锚固剂, 用锚杆慢慢将树脂锚固剂推入孔底。搅拌树脂锚固剂：在锚杆机上安装搅拌器，将顶锚杆放入搅拌器内

16、。开 始边推进边搅拌锚杆，直至锚杆将螺母顶透，外露达到设计要求。锚杆安装完 成后应立即对其进行预紧，保证锚杆预紧扭矩达到设计要求。锚杆支护质量要求安装牢固，托板密贴壁面。顶锚杆锚固力不小于60KNo螺母必须上满上紧，紧固有效。锚杆方向与顶板垂直，允许偏差15 o14锚杆外露长度1050min。锚杆间排距允许误差为为TOO+100mni。顶锚杆预紧扭矩不小于100N - mo失效锚杆必须及时处理，达到设计 要求。遇地质构造带或过破碎带时永久支护必须跟头。四、管线敷设1、各类管线及风筒布置煤中央变电所、中央水泵房周边巷道掘进期间各类管线沿副斜井接入矿 井原有管线。1.电缆线敷设监控、通讯、信号、动

17、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1500mnio电缆钩悬挂间隔选取1000mm，保证电缆线悬挂平直。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小于100mm。动力电缆的接线盒都要使用接地线进行接地。风筒风筒选用直径800mm的抗静电阻燃风筒。15距帮不得大于300mmo距顶板20

18、0-300mm,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5m。风筒搭接要反压边，接头要严密，无破口，无反接头。压风、供水及排水管路压风、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DN 100mm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

19、, 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，。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 ,手柄、标志牌齐全完好，并编号 管理。排水管路按照巷道实际

20、情况低洼点必须接排水三通。16五、设备及工具配备EBZ-160型掘进机技术参数项目参数项目参数Zzk刑10600X3600X截割头转速46r/min1800mm整机功率325KW可/经济截割硬度W85/65Mpa截割头卧底深度400mm最大切割宽度5100mm最大截割断面26.5m2适应巷道坡度18装载能力4m3/min行走速度07m/min整机重量59t最大截割局度5200mm截齿总数36铲板宽度3600mm工作电压1140V设备及工具配备表序号设备工具名称型号规格功率单位数量备注1局部通风机FBD-No6.02 X 22KW台21用1备2掘进机EBZ-160325KW台15风动锚杆机MQT

21、130/2.846扭钳扳手0-300N.m把21用1备7排水泵/台18风镐GT10P部29锹张810锤把211镐把412激光指向仪JZY-3把113锚杆拉力计MLK114找顶工具1.5m, 2.0m把2各1把15装载机ZL18EFB (A)(防 爆)台116无轨胶轮车WC3J （防爆）台317馈电开关KBZ-400台118切换开关QBZ-2*1201第二节工作面生产系统一、掘进作业I、出渣：工作面破落的煤（岩）采用掘进机耙爪扒装一防爆装载机一防爆无轨胶轮车一主井机尾一地面II、辅助运输：施工中采用防爆胶轮车运输，材料及设备从地面用防爆胶轮车运至工作面。17第四章支护设计一、临时支护采用吊环式前

22、探梁作为临时支护，切割后在永久支护的掩护下用找顶工具 先撬掉迎头危岩悬砰，将前探梁移至迎头，然后用木板背实顶板，吊环采用350 X 130X 100mm厚8mm钢板加工而成，前探梁采用O89X6mm无缝钢管制作，长度 不小于6. Onio前探梁必须跟头若距迎头端面不平整时最大不大于300mm,共使 用二根前探梁；移动状态时，保持每根前探梁上有两个吊环固定，吊环上的螺 母必须拧紧，移前探梁时，每根前探梁至少四人操作，需在掘进机上操作时， 掘进机必须停机停电闭锁。工作面顶板最小控顶距0. 3m,最大控顶距3. 3mo二、永久支护（一）中央变电所全段全长71. 4m,其中掘进46.4m,利用已有巷道

23、25m,断面5000X4000mm； （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后继续向前延伸25m。）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。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900 X 1000mm,顶板每排布置9根锚杆；采用长X宽X厚为150 X 150 X lOmm的金属方托盘，每根锚杆配套2根MSCKb2360型树脂锚固剂，端

24、头锚固；18锚固力N60KN；预紧扭矩N100Nm；外露长度为1050mm。网片采用金属网，规格为6niniX5000niniX 1100mm,网格为lOOXlOOmm,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,6000mm的钢绞线，锚索托板为300X300X 12nini金属钢板，每根锚索采用2根MSCKb2360型树脂锚固剂，端头锚固；锚固力3 100KN,锚索排距为2200mni,间距为2200mni。采用计算法校核支护参数按悬吊理论计算锚杆参数：顶锚杆长度计算：L = KH + LI + L2式中：L 一锚杆长度，m；H

25、冒落高度，m；K 安全系数，一般取1. 51. 8；取1. 8L1 一锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0. 5m；L2 锚杆在巷道中的外露长度，一般取0. 05m；其中：H = B/2f =5/ (2X5)=0.5m式中：B 巷道开掘宽度，取5m；f 一岩石坚固性系数，砂岩取5,煤层取3；则 L=1.8X0. 5+0. 5+0. 05=1. 45 (m),选用现有 O 20 X 2200mm 高强锚杆可以 满足要求。锚杆间距、排距计算，间排距取。：19Q一按现场锚固力拉拔试验数据的平均值取60KN；Y一岩石容重（KN/ri?）；本矿顶板属不稳定一稳定型（III）,局部为 稳定型（III）岩

26、体，取2325；K 安全系数，一般取1.51.8；L2一巷道岩体破碎带高度，由锚杆长度计算中H确定为0. 5m取Q二60, 丫二23, K=1.8, L2=0. 5计算得*1. 7m,考虑岩体的挤压破坏范围 及相同条件下的经验，为安全起见，取排距1000mm,顶部杆间距950mm；帮锚6 18 X 1800mm端头麻花锚杆，间排距800 X 1000mm。锚索长度计算L = La + Lb + Lc + LdLa一锚索伸入到稳定岩层的锚固长度 取La=l. 8m以上Lb 需要悬吊的不稳定岩层厚度Lb二3. 3nioLc 上托盘及锚具的长度Lc二0. 15mLd 需要外露的涨拉长度Ld=0.25

27、m则 L=l. 8+3. 3+0. 15+0. 25=5. 5m,选用现有 15. 24X 6000mm 锚索可以满足 要求。锚索间排距计算：L=nF2/ （BHy-（2FlXsina） /L1）式中：L锚索间排距，m；B巷道最大冒落宽度，取5mH巷道冒落高度，按最严重的冒落高度取4m；20顶板岩层内摩擦角40 ；y被悬吊岩石的重力密度，取25. 48KN/m3；L1锚杆的排距，取1.0m；Fl锚杆的锚固力，取60KN；F2锚索极限承载力，取320KN；a 角锚杆与巷道顶板的夹角90 ；n锚索的排数，3；L二3X320/ 5X4X25.48-（2X60Xsin90 ）/1. 0）二960/ 5

28、09. 6-120）=960/389. 6=2. 4m,为保证安全起见取锚索间排距2200X2200mmo掘进完成后对顶板、巷帮进行喷浆，喷浆厚度由以下公式计算：式中：Y 一岩石容重（KN/m3 ）；本矿顶板属不稳定一稳定型（I 一II ）, 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尸煤埋深213131m,平均172m；5 1垂直巷道的最大主应力（KN/m。）；=3956KN/m2 =3. 956N/min2根据GB500862015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 ）7射混凝土、强度等 、级 强度

29、种类C20C25C30C35C4021轴心抗压fc9.611.914.316. 719. 1轴心抗拉ft1. 11.271.431. 571. 713.956V9.6, 5煤喷浆采用强度等级为C20的混凝土可满足要求，根据设计 要求，本巷道混凝土喷射厚度为lOOnini；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Im支护Im,若顶板破碎需架设工字钢棚时，及时架设工字钢棚。（二）中央水泵房管子道全段长15. 4m,其中掘进15.4m；（从中央变电所向北2m处开口沿方位角 263 30掘进至与回风斜

30、井贯通。）该段巷道采用锚网索喷支护，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4） 18X1800端头麻花锚杆，间排距800 X 1000；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lOOmmo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。（三）中央水泵房避灾通道全段长61. 8m,其中掘进61. 8m,断面4000

31、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5煤北翼辅运大巷北侧巷道贯通位置）该段巷道采用锚网索喷支护，顶锚杆采用现有4）20X2200高强锚杆可以满22 足要求，间排距900X1000,帮锚杆采用6 18X1800端头麻花锚杆，间排距800 X 1000；锚索采用现有15. 24X 6000mm锚索可以满足要求，间排距2000 X 2000； 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100mmo该段巷道从开口处掘进

32、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，需对尸煤北翼该段巷道进行补强支护, 该段补强支护现有2种方案：1）采用锚索加无间隙双层工字钢棚支护，从中央泵房安全出口向北4. Im 处开始，工字钢使用22#矿用工字钢，上层工字钢梁长11m,无间隙布置；下层 工字钢梁长5.8m, 0.5m设置一组，上下层棚梁程十字交叉布置。上层工字钢梁: 用巾15. 24X8000锚索以15夹角打至老顶固定。下层工字钢梁用棚腿固定， 棚腿长4.0ni,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 1500mm,保证接顶严密。预

33、计使用工字钢531m。2）采用下层巷道充填，充填材料为砖加水泥砂浆，该段全长10m,全段充 填。（四）主副水仓联巷全段长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 29f 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4）20X2200高强锚杆可以满 足要求，间排距900X1000,帮锚杆采用4） 18X1800端头麻花锚杆，间排距800 X 1000；锚索采用现有15. 24 X 6000mm锚索可以满足要求，间

34、排距2000X2000；23 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100mmo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：该段工字钢棚垂直与巷 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 1500m

35、m,保证接顶严密。（五）副水仓全部巷道全段长119m,其中掘进119m,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57 337 43倒圆角至 353 30掘进50. 8m,从原5-2煤水仓下部穿过后沿方位角83 30方位穿过 回风斜井下部掘进至中央水泵房位置。）该段巷道采用锚网索喷支护，顶锚杆采用现有4）20X2200高强锚杆可以满 足要求，间排距950X1000,帮锚杆采用4） 18X1800端头麻花锚杆，间排距700 X1000；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#

36、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200mmo该段巷道下穿原5一2煤水仓层间距2m,该段掘进前需对原尸煤水仓进行底 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、控帮作业），采用锚网喷加工字钢棚支护。锚索采用。 20X 1500高强锚杆，间排距700X700；网片采用6#钢筋焊接网片；工字钢采用24 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。（六）主水仓全部巷道全段巷道长1

37、62m,其中掘进162m,断面：5200mmX3400mm；（从主、副水 仓交叉口开口沿方位叫270向西掘进至33. 6m后，按半径83 30圆倒圆角 至方位角353 30继续向里掘进至60. 5m后，继续以半径90圆倒圆角至方 位角80 30,穿过回风斜井掘进到中央水泵房位置。）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620X2200 高强锚杆可以满足要求，间排距950X1000,帮锚杆采用6 18X1800端头麻花 锚杆，间排距700X1000；锚索采用现有015. 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

38、C20的混 凝土可满足要求，喷浆厚度为lOOnrn,底板采用强度等级为C30的混凝土打地坪 200mmo（七）质量要求和注意事项：（1）临时支护用木楔（规格为：长300X宽150X厚200mm）刹紧木板接顶。（2）施工前必须排除迎头活砰、危岩、伞檐，确保施工安全。（3）吊环使用时不得在锚杆失效的锚杆上吊挂。（4）吊环的螺口与锚杆丝杆相吻合，不得出现空洞现象，否则不得使用前 探梁进行支护。（5）人员必须站在支护好的地点前窜前探梁，严禁空顶作业。第五章供电设计第一节现状描述25 TOC o 1-5 h z 九、过流保护装置整定30十、漏电保护及接地32十一、工作面运输巷照明32 HYPERLINK

39、 l bookmark161 o Current Document 第六章运输设计33第一节运输能力计算33一、掘进期间33二、运输能力计算33 HYPERLINK l bookmark166 o Current Document 第七章通风设计34第一节 掘进风量计算34第二节 通风路线37 HYPERLINK l bookmark174 o Current Document 第八章井下紧急避险六大系统37 HYPERLINK l bookmark183 o Current Document 第九章风险辨识39 HYPERLINK l bookmark186 o Current Docume

40、nt 第十章 安全技术措施40一、顶板管理及安全技术措施40二、防尘系统43三、防灭火43四、安全监测系统44五、防治水管理45 HYPERLINK l bookmark234 o Current Document 第十一章 避灾路线45一、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

41、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、调度室及地面所有负荷供电。二、井下煤供电5以煤中央变电所掘进工作面动力用电来自5-2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点煤中央变电所，在 5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5一2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、

42、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、煤中央变电所、中央水泵房掘进期间供电线路地面10KV变电站一5点煤临时配电点1#移动变电站(KBSGZY-1250/10KV/1140V)一5以煤掘进机四、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26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、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. 1/2X301441140

43、40掘进机EBZ-20013211140165照明综保ZBZ-4. 0141140合计369五、移动变电站容量验算Sb=Kx X ZPe/cos 4)Sb变电站的容量K需用系数(详见表2)EPe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二KxX EPe/cos 6=0. 92 X 369/0. 7=484KVAK=0. 4+0. 6 X Pd/ E PwO. 4+0. 6X 325/369= 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，mm2

44、J经济电流密度，A/nik,查表得2. 25A/mm20根据高压电缆经济电流密度校验50111虻电缆能够满足要求。 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%二3IgL (Rocos4)+Xosin4) /10Un%U%-电压损失百分数Un-额定电压(kV)L-电缆长度(km)R。、X。电缆线路单位长度的电阻及电抗(Q/km)U%二 1. 732*27*0. 6 (0. 0435*0. 7+0. 107*0. 714) /10*10%=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

45、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28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 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：I广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220A155A,满足要求。通风机其长时负荷电流计算如下：I广44/1. 732*1. 14*0. 8=27. 8A现选用型号为MYP-0.66/1.

46、14 3X 16+1 X 10mm2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 3X70+1X35 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 3X70+1X35 200米电缆，折合为SOmi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. 14

47、kv 3 X 70+1 X 35电缆5m,29馈电开关至局部通风机的电缆为MYPT. 14kv 3X16+1X10的40米缆 MYP-1. 14kv 3X70+1X35 5 米电缆，折合50mm2 电缆 5*0.73=3.65 电缆 MYP-1. 14kv 3X16+1X10 40 米电缆，折合50mm2 电缆 40*3=120 电缆合计3. 65+120=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移变至风机开关的电缆为MYP-l. 14kv 3X25+1X10的53米电缆MYP-1. 14kv 3 X 25+1 X 10 53米电

48、缆，折合为SOink电缆为 53*1. 91 二 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2939AO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L二瓦已/ 3Uncos 6 =0. 92*369/1. 732*10*0. 75二28A取 28A。短路保护整定该移变所带负荷功率最大为掘进机截割电机，功率为200kW,额定电流 In=120A,此处取I枷=6IN,其他电机正常运行来考虑，其一次侧动作电流计算为:IdN (Inm+Ei

49、n) /Kb二(6*120+75+30) /8. 33二99. 03A动作电流倍数n二I/L=99. 03/28二3. 53取n二4倍30短路电流为112A0开关速断保护是按过载保护的倍数进行整定的，所以取速断保护I妒4L,由 过载保护装置动作。低压侧保护箱过流保护装置整定过载保护整定其过电流(速断)保护整定值应略大于下级控制开关的过电流(速断)保 护整定值，同时满足灵敏系数的要求，过载保护整定值为：L二KxtPn/ 3Uncos 6 二0. 92*369/1. 732*1. 2*0. 7二233. 3A取 230Ao短路保护整定IdN (Inm+、in) /Kb二(6*120+75+30)=

50、825动作电流倍数n=Id/Iz=825/230=3. 85取n=4倍开关速断保护是按过载保护的倍数进行整定的，所以取速断保护Isd二4IZ, 由过载保护装置动作。短路保护整定值为920A控制开关的整定KBZ-400馈电开关过流保护装置整定过载保护整定Iz=KxEPn/V3U2ncos4)=0. 92X325/(1. 732X 1. 14X0. 7)=205. 5A取 205Ao短路保护整定(6*120+75)=795A31动作电流倍数n二Id/Iz二795/205=3. 8取n=4倍短路保护整定值为820A原二L/Id二5911/820二7. 21. 5,满足要求。局部通风机开关保护整定过载

51、保护整定LNle 二 30A短路保护整定Id = 81 广 8*30 二240A校验灵敏度系数、=L/Id二6973/240二291. 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，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

52、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2 Q o十一、工作面运输巷照明32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。附图：5煤中央变电所、泵房、水仓掘进设备布置图5-2煤中央变电所、泵房、水仓掘进工作面供电系统图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

53、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Im,煤巷3m,因该段掘进绝大多数为岩层，局部区域为煤

54、层。33 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： 40.74-0.84-4=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5”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。煤中央变电所、中央泵房掘进迎头：新鲜风：局扇一5煤中央变电所、中央泵房巷道掘进迎头；乏风：5煤中央变电所、中央泵房巷道掘进迎头一5煤辅运大巷一5以煤回 风大巷一回风斜井一地面。掘进工作面风量计算原则煤中央变电所、中央泵房相关巷道在施

55、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Qi=100XkdXq 掘=100X0. 18X 1. 6=28. 8m3/min34式中：q掘一掘进工作面瓦斯绝对涌出量0. 18m3 /min；kd一通风系数，机掘工作面取1. 52. 0o2）按二氧化碳涌出量计算：Qhf=67 qhc khc=67X0. 35X 1

56、. 6=37. 52m3/min式中：qhc掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量，0. 35m7min；K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

57、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. 25m3/s(15m3/niin)；35s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. 68n)2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 /min0所以，5点煤中央变电所、中央水仓相关巷道掘进工作面需风量取上述最大 值 265. 2+400二6663/min按最高风速验算：Q 最高二240S二240 X 17. 68=4243. 2m7min666m3

58、 /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. 68m2o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Q”和巷道设计最大供风距离，计算局部通风机 需要吸风量Qaf=Qhf/(l-P 百)m=666/(1-0. 015) 1677m3/min式中：Qaf局部通风机需要吸风量，m7min；36Qhf一掘进工作面需要风量，取666m7min （按以

59、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，m=1, 2,4）,取;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-N27. 1/ 2 X 30kW型对旋轴流式局部通风机，采用双风机双电 源自动切换，一台使用，一台备用，配4）800nun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5以煤中央水仓、中央泵房直接利用5-2煤采区通风系统，能够满足通风需 求。第二节通风路线通风路线：副斜井（主斜井）

60、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煤北（南）翼辅运大巷一5煤回风大巷一5”煤总回风巷一回风井附图:5或煤中央变电所、泵房、水仓通风系统图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、风速、负压、温度、一氧化碳及风门进行安全环境监测。采掘工37 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5煤中央变电所、中央水泵房掘进 期间的安全需求。附图：5一2煤中央变电所、泵房、水仓监控布置图；二、井下人员位置监