煤矿企业扩建初步设计安全专篇

扩建工程初步设计(变更)重庆永荣电力设计有限企业二O一年五月重庆渝西矿业集团产纸沟煤业有限企业扩建工程初步设计(变更)工程规模：二O一年五月地质测量高级工程师助理工程师高级工程师高级工程师高级工程师设计委托书及承诺书重庆永荣电力有限企业：重庆渝西矿业集团产纸沟煤业有限企业为扩建矿井(扩建后生产能力扩大为60kt/a),因原没有设计“六大系统”,以及资源情况变化和开采水平，建设工期长、早期投资费用高等，故矿方特委托我企业对原设+150m中部水平为首采水平，现+150m中部水平开拓系统均已布置完毕。3、因实际施工揭发，+230m标高以上大龙煤层已缺失，独连煤层薄化为不可采，泡碳煤层已采完，所以首采面需变更布置在+150m中部水平+150～+230m区段的泡碳煤层。的设计所需的基础资料真实可靠，若在建设和生产过程中地质情况发生变化，自愿承担一切经济后果(投资风险自负),与上级主管部门和设计单位无关。5、其他详细事宜另行共同协商。委托单位：重庆渝西矿业集团产纸沟煤业有限企业2023年3月28日.《重庆渝西矿业集团产纸沟煤业有限企业扩建初步设计阐明书(变更)》内审意见书重庆渝西矿业集团产纸沟煤业有限企业为扩建矿井(扩建后生产能力扩大为60kt/a),因原没有设计“六大系统”,原设计的主斜井、副斜井直接落平至+70m标高，+70m水平为首采水平，因为资源情况变化和开拓水平变更，矿井现实际布置主、副斜井在已经+150m标高落平，并在+150m标高形成了中部水平井底车场，现+150m中部水平开拓系统均已布置完毕。所以重庆渝西矿业集团产纸沟煤业有限企业委托我企业编制《重庆渝西矿业集团产纸沟煤业有限企业扩建初步设计安全专篇(变更)》,我企业于2023年5月30日组织有关工程技术人员对初步设计安全专篇(变更)内容进行了审1、初步设计安全专篇(变更)根据《重庆渝西矿业集团产纸沟煤业有限企业扩建初步设计阐明书》、《重庆渝西矿业集团产纸沟煤业有限企业扩建初步设计安全专篇》以及有关的文件批复而进行。钻爆法掘进工艺，主、副斜井落平于+150m水平，+150m水平为首采水平，3、矿井“六大系统”完善，布置合理。内审组长：2023年5月30日第一章概况…………错误!未定义书签。第二节项目设计根据………………错误!未定义书签。第三节建设单位基本情况…………错误!未定义书签。第二章矿井开拓与开采………………错误!未定义书签。第三节矿井开拓系统………………错误!未定义书签。第四节采煤措施及采区巷道布置…错误!未定义书签。第五节顶板管理及冲击地压………错误!未定义书签。第六节井下主要硐室………………错误!未定义书签。第七节井上、下爆炸材料库………错误!未定义书签。第八节安全出口……错误!未定义书签。第三章瓦斯灾害防治…………………错误!未定义书签。第四章矿井通风……错误!未定义书签。第一节粉尘危害及防尘措施………错误!第二节煤层注水及采空区灌水防尘………………错误第三节井下消防、洒水系统………错误!第六章防灭火………错误!未定义书签。第二节矿井主变电所………………错误第一节提升设备……错误!第三节机车运送……错误!第五节压缩空气设备………………错误!第一节矿井安全监控系统…………错误!1、委托及承诺书；2、采矿许可证(副本)、煤炭生产许可证(副本)、安全生产许可证(副本)、营业执照、矿长资格证、矿长安全资格证；3、重庆市经济委员会《有关产纸沟煤业有限企业扩建初步设计的批复》(渝经煤管[2023]405号)。4、《有关重庆渝西矿业集团产纸沟煤业有限企业扩建工程安全设施设计及安全专篇审查的批复》(渝煤监渝中监一[2023]15号)。5、《重庆市煤炭工业管理局有关永川区煤矿2023年度矿井瓦斯等级鉴定成果的批复》(渝煤监管〔2023〕59号);6、国家安全生产重庆矿用设备检测检验中心对泡碳、独连、大龙煤层的煤尘爆炸性和煤层自燃倾向性等级鉴定报告；7、产纸沟储量备案情况阐明；8、相邻矿井边界互保协议书；9、矿山救护协议书。序号图纸名称百分比图号备注1地形地质及井上下对照图2开拓方式平面图3开拓方式立面图4开拓方式剖面图5采区主要巷道布置及机械配置平面图6采区主要巷道布置示意图示意7矿井安全监测监控及人员定位系统图示意8矿井监控传感器及人员定位读卡器布置图示意9井下消防、防尘洒水及供水施救系统图(达产时期)示意井下避灾线路图(达产时期)示意压风管路系统布置图(达产时期)示意矿井通信系统图(达产时期)示意井下排水系统图示意煤系地层综合柱状图采用开拓方式平面图原设计开拓方式立面图原设计采区主要巷道布置及机械配置立面图原设计永久避难硐室布置平、剖面图第一节矿区开发情况265°,平距14km,政管理。产纸沟煤矿2023年2月委托我企业编制该矿井扩建初步设计及安全专篇，设计生产能力为60kt/a。2023年9月取得《重庆市经济委员会有关产纸沟煤业有限企业扩建初步设计的批复》(渝经煤管[2023]405号),2023年1月取得《有关重庆渝西矿业集团产纸沟煤业有限企业扩建工程安全设施设计及安全专篇审查的批复》(渝煤监渝中监一[2023]15号)。矿井在建部水平井底车场，现+150m中部水平开拓系统均已布置我司做设计变更，本变更设计只针对变更部分阐明，其他均以原设计、专篇为准。表1-1-1变更阐明对照表变更名称主要内容变更原因变更前变更后系统在矿井工业广场内新掘+397m主斜井以37°方位角，25°倾角，沿独连煤层顶板稳定岩层中穿层布置，利用既有+390m平硐进行改造，作为扩建后的副平硐，设计在+390m平硐，以33°方位角，25°倾角沿独连煤层顶板布置一级架空人车暗斜井，利用原提升下山改造作为一级回风暗斜井。主斜井、一级架空人车暗斜井和回风暗斜井在+70m标高落平，落平后，掘石门依次揭穿各煤层后，沿大龙煤层底板布置后期在+70m水平井底车场附近向北东翼以234°方位角，25°倾角，布置二级主暗斜井、二级架空人车暗斜井和二级回风暗斜井，在-230m标高落平，落平后布置井底车场掘石门依次揭穿各煤层后，沿大龙煤层底板布置-230m水平运送大巷，形成矿井开拓系统。井筒布置与原设计相同，在矿井工业广场内新掘+397m主沿独连煤层顶板稳定岩层中穿层布置，利用既有+390m平硐进设计在+390m平硐，以33°方位角，25°倾角沿独连煤层顶板布置一级架空人车暗斜井，利用原提升下山改造作为一级回风暗斜井。主斜井、一级架空人车暗斜井和回风暗斜井在+150m标高落平，落平后布置+150m中部水平车场，然后掘石门依次揭穿各煤层后，沿大龙煤层底板布置+150m中部水平运送大巷。下一步开采+70～+150m区段时，主斜井、架空人车暗斜井、回风暗斜井继续延伸至+70m标高落平后布置+70m水平井底车场，然后掘石门依次揭穿各煤层后，沿大龙煤层底板布置后期在+70m水平井底车场附近向北东翼以234°方位角，25°倾角，布置二级主暗斜井、因为矿井现实际布置主、副斜井在已经+150m标高落标高形成了中部水平井底车中部水平开拓系统均已布置完毕，所以变更设计在原设计的基础上增长+150m中部水平。形成矿井开拓系统。水平及采区划分原设计矿井划分两个水平两个采区，水平标高为+70m和三个采区，水平标高为+150m、开拓系统变更造成水平划分变化。首采面首采面布置在独连煤层+230m—+310m标高之间首采面布置在泡碳煤层+150m—+230m标高之间因实际施工揭发，+230m标高以上大龙煤层已缺失，独连煤层薄化为不可采，泡碳煤层已采完六大系统按原来的产业政策要求未设计六大系统。按目前的产业政策要求，补充了六大系统的设计。坐标系1954年北京坐标1980年西安坐标其他矿井通风，设备选型、供电做相应的变化。以上开拓系统变更引起的相应变更。煤矿施工过程中的建设现状与原设计不相符合，矿井现实际布置主、设计结合建井过程中巷道的施工情况，决定充分利用原有巷道，变更设计第二节项目设计根据1、《中华人民共和国安全生产法》(主席令第70号，2002年11月1日起施行);2、《中华人民共和国矿山安全法》(主席令7届第65号，1993年5月1日起施行);3、《中华人民共和国煤炭法》(1996年12月1日起施行);4、《中华人民共和国矿产资源法》(1996年8月29日);(1989年12月26日施行);6、《中华人民共和国劳动法》(2008年1月1日起施行);(1)《煤矿安全规程》(2023版)。023年版);(5)《煤矿防治水要求》(国家安全生产监督管理总局令第28号);(4)《煤矿安全监控系统通用技术要求》(AQ6201-2023);(5)《矿井瓦斯涌出量预测措施》(AQ1018-2023)(8)《煤矿井下消防、洒水设计规范》(GB(9)《建筑防雷设计规范》GB50057-94;(11)《矿井均压防灭火技术规范》(MT/T626—1996);(1)国家安全监管总局国家煤矿安监局，有关《进一步加强煤矿安全监控系统装备联网和维护使用工作的告知》(安监总煤装[2023]41号);(2)国家安全监管总局、国家煤矿安监局，有关《加强煤矿劳动定员管理严格控制井下作业人数的告知》(安监总煤行[2023]218号);(3)国家安全监管总局、国家煤矿安监局，有关《在小煤矿推行专人和安全生产管理人员安全资格准入原则的告知》(安监总煤调[2023]5(5)国家安全生产监督管理总局等，有关《加强煤矿安全生产工作规范企业劳动定员管理的若干指导意见》(安监总矿字[2023]216号);(6)国家安全生产监督管理总局等，《煤矿矸石山灾害防范与治理工作指导意见》(安监总煤矿字[2023]162号);(7)国家安全生产监督管理总局，有关公布《禁止井工煤矿使用的设备及工艺目录(第一批)》的告知(安监总规划[2023]146号);(8)国家安全生产监督管理总局，有关公布《禁止井工煤矿使用的设备及工艺目录(第二批)》的告知(安监总煤装[2023]49号);装[2023]17号);(10)国家安全监管总局和国家煤矿安监局《有关建设完善煤矿井下(11)《有关规范煤炭资源整合技改工作的告知》(安监总煤监[2023]185号)。(12)《有关进一步加强煤矿建设项目安全管理的告知》(发改能源(13)《国务院有关进一步加强企业安全生产工作的告知》(国发[2023]23号)。(14)国家安全监管总局国家煤矿安监局《有关煤矿井下紧急避险系统建设管理有关事项的告知》(安监总煤装[2023]15号)。市煤矿建设项目管理要求〉的告知》(渝煤监办[2023]8号文)。[2023]2号)。三、提供的主要技术资料与审批文件1、设计委托书；8、《重庆市煤炭工业管理局有关永川区煤矿2023年度矿井瓦斯等级鉴定成果的批复》(渝煤监管[2023]59号);9、产纸沟煤矿大龙、独连、泡碳煤层自然发火倾向及煤尘爆炸性鉴定报10、《重庆市经济委员会《有关产纸沟煤业有限企业扩建初步设计的批复》(渝经煤管[2023]405号);11、《有关重庆渝西矿业集团产纸沟煤业有限企业扩建工程安全设施设计及安全专篇审查的批复》(渝煤监渝中监一[2023]15号)。13、本矿现场搜集资料统计。本节内容与原专篇相同。第三节建设单位基本情况因为开拓系统变更，造成水平设置变化，矿区范围拐点坐标改为1980年西安坐标。本节作相应修改，其他未变更。根据产纸沟煤矿采矿许可证(证号：,使用期为2023.7.28~2023.07.28),产纸沟煤矿矿区范围由4个拐点圈定，矿区走向长1955m,倾斜宽462m,面积0.8786km²,开采大龙、泡炭和独连煤层，划定上界标高+500m,下界标高-250m。产纸沟煤矿矿区范围拐点坐标见表1-4-1。表1-4-1矿区范围拐点坐标表拐点号XY1开采标高：+500～-250m;开采煤层：泡炭、独连、大龙；矿区面积0.8786km²。234(一)地质储量根据重庆市地质矿产勘查开发局205地质队2023年12月编制的《重检测报告》,截止2023年12月底，该矿保有资源储量(122b+333)951kt,其中122b级储量489kt,333级储量462kt。按煤层划分，其中独连煤层259kt;泡炭煤层282kt;大龙煤层412kt。详细见表1-4-2。煤层名称块段编号及类别估算标高(m)立面积倾角平均厚度(m)容重储量备注大龙保有5保有200~±0保有100~±0保有100~±0保有保有小计泡炭310~±0保有保有保有保有消耗小计独连350~±0保有350~±0保有250~±0保有保有小计合计(二)工业资源/储量根据储量估算成果，矿区范围内共有(333)煤炭资源储量462kt,(122b)煤炭资源储量489kt。区内地质构造简朴，煤层赋存稳定，其可信度按0.8计算，则工业资源/储量=489+462×0.8=858.6kt。(三)设计资源/储量设计利用资源/储量为矿井工业资源量减去设计计算的断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱、地面建(构)筑物等永久煤柱损失量后的资源/储量。即：设计利用资源/储量=矿井工业资源/储量一永久煤柱损失永久煤柱损失的计算：1、断层煤柱损失：根据《重庆渝西矿业集团产纸沟煤业有限责任企业煤炭资源储量核实煤柱按20m宽度留设，独连、泡炭煤层留设的井田边界煤柱长度为3160m,大龙煤层留设的井田边界煤柱长度为2900m。泡炭煤层：3160×20×0.28×1.35=27大龙煤层：2900×20×0.44×1.35=34则井田边界煤柱需留设84.16kt。4、地面建(构)筑物：矿井地面无大的建构筑物需留设煤柱。由上述永久煤柱量可得：设计利用资源/储量=矿井工业资源/储量一永久煤柱损失=858.6-84.16=774.44kt(四)设计可采储量设计可采储量=〔设计利用资源/储量-(工业场地+主要井巷煤柱煤量)〕×采区回采率根据各煤层底板等高线及储量估算图显示，产纸沟煤业企业工业场地位于各煤层范围之外，无压煤建筑物，无需留设工业场地煤柱；主平硐垂直揭穿煤层布置，主斜井和架空人车暗斜井布置在独连煤层顶板的稳定岩层中，为了预防煤层开采对井筒造成影响，留设井筒煤柱，需留设井筒煤采区回采率不不不不不不大于85%,则可采储量为：设计可采储量=(774.44-25.4)×0.85=636.68kt(五)矿井设计生产能力及服务年限因为矿井储量变化，设计矿井服务年限做相应变更。矿井设计服务年限按下式计算：K——储量备用系数，取1.4;矿井设计生产能力60kt/a,其服务年限为7.58a。1、开拓方式矿井开拓方式：综合开拓(主斜井-副平硐),集中布置运送大巷和回井筒布置与原设计相同，在矿井工业广场内新掘+397m主斜井以37°方位角，25°倾角，沿独连煤层顶板(即须家河组第六段细砂岩)稳定岩硐进行改造，作为扩建后的副平硐，担负全矿的人员运送和进风。因为大硐，以33°方位角，25°倾角沿独连煤层顶板布置一级架空人车暗斜井，利用原提升下山改造作为一级回风暗斜井。主斜井、一级架空人车暗斜井和回风暗斜井在+150m标高落平，落平后布置+150m中部水平车场，然后掘后期在+70m水平井底车场附近向北东翼以234°方位角，25°倾角，落平，落平后布置井底车场掘石门依次揭穿各煤层后，沿大龙煤层底板布2、水平划分水平、+70m水平和-230m水平，+150m中部水平垂高80m,+70m水平垂高80m,-230m水平垂高300m,+150m中部水平和+70m水平均划分为一种区段3、主要巷道布置此次设计新掘主斜井以37°方位角，25°倾角，沿独连煤层顶板穿层设计将架空人车暗斜井和回风暗斜井以33°方位角，25°倾角沿独连煤层采区划分：采区。采区内划分为条带开采，在走向上每间隔400～500m左右划分为一种开采区间，每个区间沿煤层作一条回风上山，将运送巷和回风巷连通，开采顺序：(1)水平开采顺序：先采+150m中部水平(一水平),再采+70m水平(二水平),最终采-230m水平(三水平)。(2)采区开采顺序：先开采一采区，后开采二采区，最终采三采区。(3)煤层开采顺序：独连→泡炭→大龙煤层。(5)区间开采顺序：区间采用迈进式逐渐向井田边界推动，工作面采用后退式回采。矿井布置的主要井筒涉及主斜井、副平硐、回风平硐，其技术特征见表1-4-3。表1-4-3井筒特征表井筒名称主斜井副平硐(主平硐改造)回风平硐(改造)井口座标XY井筒方位角(°)井口标高(m)井筒长度(m)井筒宽度净(m)掘进(m)井筒断面净(m²)掘进(m²)井筒支护支护方式锚喷锚喷锚喷厚度(mm)材料砂浆砂浆砂浆6、采区布置回风大巷，采区内划分为条带开采，在走向上每间隔400～500m左右划分为一种开采区间，每个区间沿煤层作一条回风上山，将运送巷和回风巷连7、建井工期矿井移交生产时的井巷工程量为：改造巷道2087m;新建巷道2710m。根据连锁工程的控制，矿井一期工程为3.1个月，二期为3.9个月，三期为5.5个月。矿井剩余工期为12.5个月，机电设备联合试运转3个月，估计建成投产共需15.5个月(不含准备期)。一期工程为主斜井、+150m井底车场及硐室、副平硐(改造)、一级人车暗斜井(改造)、一级回风暗斜井(改造)、总回风上山(改造)、回风平硐改造，工程量为2087m,其中已完毕工程量为2087m,剩余工程量为2087m。二期工程为+150m集中运送大量为2087m,剩余工程量为2087m。(一)提升设备卷筒直径1.6m,宽度1.5m,绞车绳速为2.94m/s,最大静张力Fe=45kN,容绳量880m,配套电机功率132kw。提升主暗斜井提升系统：经计算提升主暗斜井提升用绞车选择器、挡车拦及声光信号系统。3、一级架空人车暗斜井人车设备选型设计选用CRZZ30-25°/380型架空人车，倾角25°,架空人车机长585m,主导轮及尾轮直径1.25m,运营速度0.8m/s。选用18×19S+IWS-20-1670型钢丝绳，直径20mm,重量1.56kg/m,破断电动机：YB250M-6,额定功率30kW,转速730r/min,额定电压660V。4、中部架空人车暗斜井和二级架空人车暗斜井人车设备选型中部架空人车暗斜井和二级架空人车暗斜井提升设备选型计算及校验与一级架空人车暗斜井提升设备选型计算相同，经计算中部架空人车暗斜井选择RJY18.5-25/400型架空人车一台，主导轮及尾轮直径1.25m,运营速及尾轮直径1.25m,运营速度0.8m/s,配套电机功率30kW。钢丝绳选用(二)排水设备1、+150m水平排水系统水泵的选型设计选用D85-45×8型离心泵3台(Q=85m³/h、H=360m,功率132kW),其中1台工作、1台备用、1台检修。排水管选用中168×5无缝钢管两趟，离心泵3台(Q=85m³/h、H=135m,功率55kW),其中1台工作、1台备用、1型离心泵3台(Q=85m³/h、H=405m,功率160kW),其中1台工作、1台备用、1台检修。排水管选用中168×5无缝钢管两趟备用，最大涌水时两趟同步工作。(三)压缩空气设备设计在地面建立压风机房，经过主平硐向井下集中供气。电机功率：55kW。地面运送与原专篇相同。井下运送：工作面煤炭自溜装车，各区段运送平巷采用人力运送，水平运送大巷采用CTY2.5×6GB矿用防爆特殊型电机车运送，轨道上山采用绞车提升。人员经过架空乘人装置至各区段运送(回风)平巷，最终到达各采掘进工2、辅助运送方式及设备选型根据该矿的实际情况，井下辅助运送设计采用轨道运送方式。水平运五、供电及通讯因为机械配置及部分设备作合适调整，但矿井电力负荷未发生变化，矿井电气设备使用容量893kW,用电负荷633.48kW。按年利用小时5000h计，年耗电31.67×10⁵kW·h,吨煤耗电52.79kW·h。矿井在风井工业广场上方+440m标高处设有矿井高位水池，容量为250m³,主要为井下防尘洒水和消防用水。水源主要起源于山涧泉水和搜集的雨水。由高位水池敷设一趟D89×4焊接钢管或塑料管至井下各用水点。井下给水系统为生产、消防和洒水共用系统，供水管路采用枝状供水管网，局部为环状供水管路。另在主平硐工业广场设置一种250m³高位水池，向工业场地供水，另作为井下防尘洒水的备用水池。井下消防和防尘洒水共用一套管路系统，采用风井工业广场上方+440m标高的消防洒水水池作为水源，水池容量250m³,由回风平硐敷设入井。井下消防洒水管路主管路采用D89×4的无缝钢管，支管采用D45×3.5镀锌管，在工作面运送巷、掘进巷道的洒水管每50m设支管和DN45给水栓一种；在工作面回风巷和其他巷道每隔100m设支管和DN45给水栓一种。另在井底车场、水泵房及变电所、绞车硐室等处的合适位置设消火栓。在采煤工作面进、回风巷各设置防尘水幕一道，在掘进工作面巷道各设置防尘水幕一道。八、技术经济表1-4-4技术经济表顺序经济指标原设计变更后1矿井设计生产能力2矿井服务年限3开拓方式平硐-暗斜井平硐-暗斜井4水平个数235投产采区个数1个1个顺序经济指标原设计变更后6达产时回采工作面个数及工作面长度7采煤措施伪斜走向长壁采煤法伪斜走向长壁采煤法8通风方式中央分列抽出式中央分列抽出式9矿井排水排水方式机械排水机械排水一级排水D46-50×9型多级离心泵，3台，132kWD85-45×8型多级离心泵，3台，132kW二级排水向-230m延深后，视下山涌水量的变化情况再D85-45×3型多级离心泵，3台，55kW三级排水/D85-45×9型多级离心泵，3台，160kW。矿井提升主提升一级提升JTKB-1.6×1.2型防爆提升绞车，132kWJTP-1.6×1.5型矿用提升绞车，132kW(安装在地面绞车房)二级提升未设计JTKB-1.6×1.2型防爆提升绞车，132kW人员运送一级架空人车JCJ1.25-22型架空乘人CRZZ30-25°/380型架空中部架空人车/RJY18.5-25/400型架空二级架空人车未设计JCJ1.25-22型架空乘人投产时掘进工作面个数4个4个职员在籍总人数矿井全员工效0.82t/工1.25t/工项目总投资1615.49万元1781.91万元矿井建设(剩余)工期月本节内容与原专篇相同。第二章矿井开拓与开采第一节煤层赋存及开采条件第二节矿井主要灾害原因及安全条件根据重庆市煤炭工业管理局“有关永川区煤矿2023年度矿井瓦斯等级鉴定成果的批复”(渝煤监管[2023]59号)文件，产纸沟煤矿绝对瓦斯涌出量为0.60m³/min,相对瓦斯涌出量为6.65m³/t,鉴定成果为低瓦斯矿井。2、煤(岩)与瓦斯(二氧化碳)突出危险性3、煤尘爆炸危险性根据2023年8月份，国家安全生产重庆矿用设备检测检验中心的检验报告，该矿开采独连、泡碳煤层都有煤尘爆炸危险性，大龙煤层未鉴定，此次矿井按煤尘有爆炸危险性设计。根据2023年8月份，国家安全生产重庆矿用设备检测检验中心的检验报告，该矿开采独连、泡碳、大龙煤层的煤层自燃发火倾向均为Ⅱ类，属因为开拓系统变更，造成水平设置变化，本章节作相应的修改。本节内容与原专篇相同。采区。采区内划分为条带开采，在走向上每间隔400～500m左右划分为一种开采区间，每个区间沿煤层作一条回风上山，将运送巷和回风巷连通，首采区布置在+150m中部水平，一采区，首采工作面布置在+150～+230m区段的泡炭煤层工作面，矿井达产时再布置两个独连煤层工作面。三、主要巷道布置此次设计新掘主斜井以37°方位角，25°倾角，沿独连煤层顶板穿层设计将架空人车暗斜井和回风暗斜井以33°方位角，25°倾角沿独连煤层顶板布置；+150m水平运送大巷、+70m水平运送大巷和-230m水平运送大巷也沿大龙煤层底板布置距离大龙煤层底板平距25m。上一水平的运送大巷作为下一水平的回风大巷。矿井投产时，井上下的一切设施必须按设计要求全部建成并投入使用。根据这一原则，矿井建成移交时应完毕的工作涉及：1、井下全部矿建工程量。2、提升、运送、通风、压风、排水、供水、供电、通讯等系统。3、地面辅助生产系统，地面为生产、生活服务的各项设施和行政福利4、井上、下相应设备及管线安装工程量。第四节采煤措施及采区巷道布置一、采煤措施的合理性分析二、采掘设备的安全性三、采区巷道布置1、采煤工作面巷道布置沿煤层走向布置工作面运送巷、回风巷；运送顺槽和回风顺槽经过开切眼连通形成采区开采及通风系统。2、采区巷道布置主斜井和一级架空人车暗斜井在+150m布置中部井底车场，利用+150m石门揭穿各煤层，沿大龙煤层底板平距25m布置+150m中部水平运送大巷，连通+150m集中运送石门、+150m行人石门和+150m集中回风石门，形成通风系统。主斜井和一级回风暗斜井在+230m布置运送石门和集中回风石门，揭穿各煤层后沿大龙煤层底板25m布置+230m回风大巷；另沿煤层走向300~400m划分一种开采区间，每个区间布置一条回风上山作为下一区间运送巷掘进回风用。区段运送平巷与回风平巷作开切眼，形成采煤工作面回风系3、采区及工作面加强支护本节内容与原专篇相同。第五节顶板管理及冲击地压第六节井下主要硐室集中备有各类消防器材，详见6.3节。三、机电硐室井下机电硐室有变电所、水泵房、绞车房硐室等。采用半圆拱形断面，采用砌碹支护。变电所、水泵房和绞车房硐室采用全负压通风。根据安监总煤装[2023]15号要求，矿井投产时在+150m中部水平井底车场一级架空人车下车场绕道设置永久避难硐室，永久避难硐室的避难人数按采掘工作面最大班人数的1.2倍(54)进行设计。硐室分过分室和避险生存室，采用向外开启的两道密闭门构造，门墙周围按0.3m掏槽，墙体第七节井上、下爆炸材料库本节内容与原专篇相同。第八节安全出口本节内容与原专篇相同。.第三章瓦斯灾害防治本章内容与原专篇相同.第四章矿井通风第一节矿井通风系统与原专篇相同2、通风系统风措施为机械抽出式。回风平硐安设主要通风机2台，通风设施有地面风机房，在风井井口修建防爆门，回风井掘引风道与风机相连，井下巷道内根据通风需要建造有隔断风门、调整风门、密闭墙、测风站等，矿井通风各项设施配置齐全。掘进工作面采用局部通风机压入式通风，采煤工作面采用全风压“U”型通风。1201采煤工作面(首采工作面):1201采煤工作面其通风路线为：主斜井(副平硐、一级架空人车暗斜井)→一级主暗斜井→+150m集中运送石门→1201工作面运送巷→1201采煤1101采煤工作面(达产工作面):1101采煤工作面其通风路线为：主斜井(副平硐、一级架空人车暗斜井)→一级主暗斜井→+150m集中运送石门→1101工作面运送巷→1101采煤工作面→1101工作面回风巷→+中回风石门→一级回风暗斜井→+390m回风石门→总回风上山→回风平硐1102采煤工作面(达产工作面):1102采煤工作面其通风路线为：主斜井(副平硐、一级架空人车暗斜井)→一级主暗斜井→+150m集中运送石门→1102工作面运送巷→1102采煤工作面→1102工作面回风巷→+230m集二、进回风井数目、位置(风井坐标)、功能、服务范围及时间目2个；+436m回风平硐为矿井回风井，回风井数目1个。x=3245380,y=35573192,z=+397m。副平硐位于井田北东部+389m标高，井口坐标为x=3245394,y=35573253,z=+389.6m。回风井为北风井位于井田北部+436m标高，井口坐标为x=3245447,y=35573107,z=+436m。3、进回风井服务范围及服务时间：主斜井、副平硐和回风井均服务于整个矿井开采范围，服务整个矿井开采时期。三、矿井风量、风压及等积孔设计变更后因为采掘头面个数及采掘设备等未发生变化，矿井风量、与原专篇相同与原专篇相同与原专篇相同七、矿井主要通风机及矿井反风设计变更后因为采掘头面个数及采掘设备等未发生变化，矿井风量、风压等与原设计相同。矿井主要通风机及矿井反风与原专篇相同。原设计主要通风机型号书写错误(FBCZNo16-II-6型防爆轴流式通风机),主要通风机型号应为FBCDZNo16-II-6型防爆轴流式通风机。设计未变更，经验算满足矿井通风安全要求。第五章粉尘灾害防治本章节因为开拓系统、采区巷道布置发生变化，对有关内容进行修改，其他与原专篇相同。第一节粉尘危害及防尘措施一、粉尘种类和危害程度分析与原专篇相同。与原专篇相同。第二节煤层注水及采空区灌水防尘与原专篇相同。第三节井下消防、洒水系统与原专篇相同消防洒水水池作为水源，水池容量250m³,由回风平硐敷设入井。井下消防洒水管路主管路采用D89×4的无缝钢管，支管采用D45×3.5镀锌管，主管采在工作面运送巷、掘进巷道的洒水管每50m设支管和DN45给水栓一种；在工作面回风巷和其他巷道每隔100m设支管和DN45给水栓一种。另在井底车场、水泵房及变电所、绞车硐室等处的合适位置设消火栓。在采煤工作面进、回风巷各设置防尘水幕一道，在掘进工作面巷道各设置防尘水幕一道。本矿井井下消防洒水系统为静压供水系统。矿井工业场地设200m³高位水池(池底标高+410m),经管网静压供浴室、锅炉、食堂、机修、办公室等用水和地面储煤场洒水。回风平硐工业场地设250m³消防水池(隔成两隔，其中备用水池：100m³)。井下消防洒水高位水池标高为+440m,并设有备用防尘水池，其容量不不不不不不大于永久性防尘水池的二分之一，井下消防与生产、防尘管道为合用管道，经管网供风机房及井下防尘、消防洒水。矿井井下消防用水最不利点的水压不不不不大于0.35MPa不不不不不大于发生火灾用水量及延续时间1、生产、防尘洒水：102.9m³/d;2、井下消火栓：7.5L/s,延续时间6小时；计算一次火灾用水量123m³,考虑生产、防尘洒水，设计按水池容积为200m³设置构筑物及设备。干管管径：V—最有利管径的流速，一般为1.2～1.8m/s最为经济，取干管管径D89×4,管材选用无缝钢管。与原专篇相同。与原专篇相同。五、给水系统井下消防洒水主管路采用中89mm的无缝钢管，在工作面运送顺槽及回第六章防灭火专篇相同。第七章矿井防治水第八章电气安全本章节因为开拓系统、采区巷道布置发生变化，对有关内容进行修改。其他与原专篇相同。第一节矿井电源及送电线路第二节矿井主变电所因为部分设备型号作合适调整，但矿井电力负荷未发生变化，供电部矿井电气设备使用容量893kW,用电负荷633.48kW。按年利用小时5000h计，年耗电31.67×10°kW·h,吨煤耗电52.79kW·h。矿井电力负荷统计见表8-2-1。表8-2-1矿井电力负荷统计表负荷名称电压设备容量(kW)需用系数变压器容量(kVA)变压器负荷率全部工作视在(kVA)有功无功地面变电所负荷压风机提升机充电机修办公楼水处理照明宿舍综合楼食堂通风机地面负荷合计变压器负荷率井下负荷1.采煤污水泵负荷名称电压设备容量(kW)需用系数变压器容量(kVA)变压器负荷率全部工作视在(kVA)有功无功回柱绞车煤电钻2.掘进局部通风机探水钻煤电钻污水泵3.提升架空乘人器4.排水水泵中央变电所合计变压器负荷率总计变压器损失无功功率补偿无功功率补偿后合计第一节提升设备(一)主斜井绞车选型(1)主斜井绞车房设置在地面(2)主斜井提升斜长769m,倾角25°;(3)工作制度：每年工作330天，每天两班提升；(5)运送量：煤91t/班；矸石14t/班(按年产量的15%计);设备、材料4次/班：炸药：1次/班；雷管：1次/班，其他1次/班；自重520kg;MPC2-6A型平板车，自重490kg;(7)井底车场：平车场；(8)每天提升时间16h。2、选型计算(1)提升距离式中：Ls—一级主暗斜井斜长(m),769m;(2)一次提升循环时间式中：V₆——提升速度，m/s,取2.94m/s;提升炸药、雷管时，取1.0m/s。经计算，一次提升煤、矸、材料、设备的时间为645s,一次提升炸药、雷管的时间为1896s。(3)最大班提升时间1)小时提升量A(t/h)矿井年产量(涉及矸石)(t/a);1.25——提升不均衡系数；1.2——提升能力富裕系数；2)一次提升量Q(t/次)3)煤炭、矸石、材料、设备及其他提升量最大班提升时间平衡详见表9-1-1。表9-1-1最大班提升时间平衡表序号作业项目单位每班提升量每次提升量次数/班时间/次时间/班(h)1煤炭吨2矸石吨33材料、设备次45炸药次16雷管次17其他次18合计最大班提升时间为7.16h,不不不不不大于7.5h,满足规范要求。(4)一次提升矿车数1)一次提升矿车数Z(辆)按下式计算：式中：ψ一装载系数，倾角为25°时，ψ取0.85;γ—煤的散集密度取0.9t/m³,矸石的散集密度取1.4t/m³;2)根据连接器强度计算矿车数辆，提升煤炭时一次提升5辆；辆，提升矸石时一次提升3辆。式中：n——矿车连接强度要求的一次串车数，辆；F——矿车连接器允许的最大牵引力，常用F₁=58800N;q——矿车装载质量，kg;qn——矿车质量，kg;β——井筒最大倾角，度；w——矿车运营阻力系数，取w=0.015;g——重力加速度，g=9.8m/s²。3、提升钢丝绳选择(1)初选钢丝绳(2)效验钢丝绳P——钢丝绳每米质量，kg/m;G₂——货载重量，kg;β——主斜井倾角，25°;f₁——矿车运营阻力系数，f,取0.015;f₂——钢丝绳运营阻力系数，f₂取0.25;L₀——钢丝绳斜长=提升斜长+过卷斜长(m),取810m。Q=〔5×(592+765)×(sin25°+0.015cos2钢丝绳安全系数提煤时：提矸时：4、提升绞车配套电机验算(1)电动机功率计算n——减速机传动效率，取η=0.9。设计选用电动机功率Pe=132kW的电机符合(2)电动机过载系数5、提升绞车的选型成果根据上述计算，设计主斜井绞车选用JTP-1.6×1.5P型矿用提升绞车，配套电机功率132kW,能满足矿井提升要求。其技术参数见表9-1-2。表9-1-2JTP-1.6×1.5P型提升绞车技术参数最大静张力钢绳最大直径容绳量直径宽度功率转速(二)提升主暗斜井提升设备选型提升主暗斜井从+70~-230m,垂高300,倾角25°,斜长710m,巷道中铺设22kg/m钢轨，轨距600mm。主暗斜井提升系统计算及校验与一级主暗斜井提升系统计算相同，经计算主暗斜井提升用绞车仍分别选择JTKB-1.6×1.2型防爆提升绞车一台，6×7+FC-24-1670型钢丝绳，完全能满足设计生产能力的要求，且有一定的提升主暗斜井提升系统计算与校验从略。二、提升绞车房照明及防护隔离和消防设施1、照明：设计各绞车房均选用一台矿用防爆照明综合保护装置作为机房照用和上山信号电源ZBZ-4M/0.66/0.133,照明灯具选用DGS20/127YA型矿用防爆型节能荧光灯。2、防护设施：提升绞车的联轴器、以及裸露的传动部件必须采用可拆卸的保护罩隔离。3、消防设施：在绞车硐室外必须设计一种消防栓(DN50),并配置0.5m³砂箱一种、52mm消防水枪一种、10L泡沫灭火器四台、8kg干粉灭火器四台，中52mm消火水龙带φ52mm多用消火水枪一支、52mm迅速接头二个。三、设备选型的合理性及运营安全性分析1、设计按矿井的使用条件进行选择提升设备，主斜井绞车房设置在地面距井口距离约30m处，主斜井所选择的设备为矿用提升绞车，JTP-1.6×1.5矿用提升绞车(带安全闸和工作闸),具有产品合格证、安全标志，符合《煤矿安全规程》和矿井使用条件的要求。提升暗所选择的设备为矿用防爆提升绞车，JTKB-1.6×1.2矿用防爆提升绞车(带安全闸和工作闸),具有“两证一标志”(产品合格证、防爆合格证、安全标志),符合《煤矿安全规程》和矿井使用条件的要求。2、根据矿井使用条件和提升量充分的考虑了多种条件下的备用系数后进行计算选择的提升绞车，所以所选择的绞车是合理的。3、从所选绞车的各类装置进行分析：该绞车具有(带安全闸和工作闸)、预防过卷装置、预防过速保护、过负荷和欠压装置、限速装置、深度指示器失效保护装置、闸瓦磨损保护、松绳保护、减速功能保护装置等、绞车的天轮、绞车的滚筒直径、钢绳等进行分析，所选绞车是合理的，能达成安全运营的要求。四、提升机安全制动与原专篇相同五、提升机机电保护装置及电气保护与原专篇相同六、斜井提升各类连接装置的安全系数校验与原专篇相同七、立井井筒设施与原专篇相同，该矿井为缺项。八、斜井跑车防护装置及车场信号装置第二节胶带运送设备与原专篇相同，本矿井没有采用胶带运送机，所以不需选型及相应的第三节机车运送1、矿井现行运送方式2、运送方式的选择根据矿井生产能力，运量和运距情况，矿井水平运送大巷采用矿用防爆蓄电池机车牵引1t原则矿车运送，煤层区段平巷采用人力推车运送，工平巷坡度为5%,铺设615钢轨，砼轨枕，轨距为600mm;提升斜井倾角为25°,铺设622钢轨，砼轨枕，轨距为600mm。3、大巷人车矿井主要大巷长度均未超出1.5km,设计人员在主要大巷上下班采用步二、大巷运送设备选型1、设计根据矿井采用综合开拓(主斜井副平硐),矿井设计生产能力为60kt/a,矸石运送量按15%计算。井田走向长1.95km,运送大巷及区段集中巷，设计采用防爆型蓄电池机车运送。装煤采用MGC1.1-6A型矿车，另配有少许的MLC2-6A型材料车和MPC2-6A型平板车运送大件材料设备。2、设计选型根据井下煤炭、矸石的运送量和运送距离，设计初选CTY2.5×6GB型防爆蓄电池机车牵引运送，列车构成按下式计算：(1)按重列车上坡开启条件：P.—机车粘着质量，2.5t;P—电机车的质量，2.5t;g—重力加速度，9.8m²/s²;α—列车开启加速度，0.04m/s²;w₄一重列车开启阻力系数，0.0135;i—运送线路平均坡度，‰,对于运送大巷取5%。(2)按牵引电动机允许温升条件：式中：Fa—电机车等值牵引力，2.7kN;a—电机车调车时电能损耗系数，取1.1;一重列车运营阻力系数，0.009;i—等阻坡度，‰,对于滚动轴承的矿车，2%;T—相对运营时间，经计算得0.73。式中：0—调车及停车时间，20min;T:—列车来回一次运营时间，经计算得54min。式中：L—加权平均运送距离，1.5km;v—机车平均速度，4.5km/h。(3)按一种班内一台机车的电能消耗计算：U一蓄电池组平均放电电压，48V;η—从牵引电动机到蓄电池组的总效率，0.7;α—调车电能消耗系数，1.1;L.一最大运送距离，1.5km;m—1台机车在班内的来回次数，经计算取5.67次；o,一重列车运营阻力系数，0.009;i一等阻坡度，2‰。P—电机车质量，2.5t。(4)车组中矿车数n确实定：经以上3种条件计算，选用最小的电机车牵引质量为23.7t。,确保一定的富裕系数，取13辆(5)制动距离验算：v—列车制动时的速度，4.5km/h;经计算，每列车的矿车数为13辆，制动距离为3.9m,符合《煤矿安全规程》在运送物料时不不不不不大于40m的要求。(6)矿井机车工作台数1)电机车来回一次所需要时间为：2)每台电机车每班可能运送的次数：式中T—电机车每班工作小时数，7h。3)每班需要的列车数：k—运送不平衡系数，1.25;k₂—矸石系数，1.2;A.—矿井班产量，61t;n—列车中的矿车数，13辆；q—矿车装载质量，1t。4)矿井所需电机车总台数：根据上述计算成果，矿井投产时期需要CTY2.5/6G型矿用防爆特殊型蓄电池电机车总台数为3台(2台工作，1台备用)。后期机车台数根据不同的运送距离增长，以满足后期运送要求。与原专篇相同与原专篇相同第四节井下其他辅助运送设备一、一级架空人车暗斜井架空人车(+390～+150m)(一)设计根据一级架空人车斜井倾角25°,斜长585m。提升容器：斜井架空乘人装置提升量：最大班下井人数，估计54人(二)提升设备选型式中：Z——沿线长度每侧所挂吊椅的数量，39个，间距15m;G——吊椅涉及所乘人员的质量，取75kg;δg——钢丝绳抗拉强度，取1670Mpa;m——钢丝绳安全系数，取6;L——运送线路长度，585m;Sain——钢丝绳最小张力，约2000kg:w——托绳轮转动阻力系数，取0.25;β——运营线路倾角，25°。根据计算成果，设计选用18×19S+IWS-20-1670型钢丝绳，直径20mm,重量1.56kg/m,破断力总和207kN;2、设备牵引力3、安全系数校验4、电机功率v——吊椅运营速度，0.8m/s;η——机械传动效率，取0.8。N=1.1×2459×0.8/(102×0.8)5、绳轮直径6、人员运送时间K——乘车延误系数，取1.1;n——乘车人数，54人/班；(三)设计选型成果2、提升容器：斜井架空乘人器，间距15m;3、钢丝绳：选用18×19S+IWS-20-1670型钢丝绳，直径20mm,重量1.56kg/m,破断力总和207kN;4、架空乘人装置：CRZZ30-25°/380型，驱二、中部架空人车暗斜井和二级架空人车暗斜井提升设备选型垂高80,倾角25°,斜长175m。二级架空人车暗斜井从+70~-230m,垂高300,倾角25°,斜长710m。中部架空人车暗斜井和二级架空人车暗斜井提升设备选型计算及校验与一级架空人车暗斜井提升设备选型计算相同，经计算中部架空人车暗斜井选择RJY18.5-25/400型架空人车一台，主导轮及尾轮直径1.25m,运营速144GB8918-2006-主要用途钢丝绳，直径20mm,重量1.44kg/m,破断力总和251.3kN;二级架空人车暗斜井选择JCJ1.25-22型架空人车一台，主导轮中部架空人车暗斜井和二暗架空人车暗斜井提升设备选型计算与校验三、安全装备设计采用电动制动装置，必须与电气控制系统相闭锁，设计选用PLC可编程序自动化控制系统，该系统具有：机头、机尾越位保护、欠速打滑保护；过速飞车保护、重锤下限位保护、全巷道突出事件紧急停车保护、钢丝绳断绳保护、防掉绳保护、上变坡点掉绳捕绳保护、吊椅防过摆保护、人员上下车地点应装设语音信号装置；以上任一安全保护项目发生时，PLC装置自动检测信号，乘人装置立即停车，同步发出声光报警，显示屏上显示全安保护项目，只有消除故障之后系统才会解除闭锁和重新开启运营。四、架空乘人装置运送安全措施1、巷道倾角不得超出设计要求的数值；2、蹬座中心至巷道一侧的距离不得不不不不不大于0.7m(设计值为0.8m),运营速度不得超出1.2m/s(设计值为1.0m/s),乘禁间距不得不不不不不大于5m(设计值为20m)。3、无极绳人车的驱动装置必须有制动器。4、吊杆与牵引钢绳之间的连接不得自动脱扣。5、在下人地点前方必须设置越位自动停车的安全装置，应装备沿途能自动停车保护装置。6、在运营中人员要坐稳，不得引起吊杆摆动，不得手扶牵引钢丝绳，不得触及邻近的任何物体。7、禁止同步运送携带爆炸物品的人员。8、每日必须对整个装置检验一次，发觉问题及时处理。9、应装设在运营途中任何一点均向司机发出停车信号的装置，同步应在井巷内配置足够的照明。10、钢绳在一种捻距内断丝断面积与钢丝总面积之比达成25%时必须进行更换；必须定时对座钩、钢丝绳、托轮、电动机、减速器、制动装置、信号装置等进行定时检验检修，并作好检验检修及更换统计。11、必须在机头、机尾、沿途设置紧急信号和信号装置，而且必须人12、乘座人员禁携带超长、超宽、超重物件，在乘人管理制度必须明确此要求，在各人车斜巷的入口应装设预防物品坠落的设施。第五节压缩空气设备一、用风设备及风量矿井为低瓦斯矿井，煤层自燃倾向性为自燃煤层，煤尘有爆炸危险性。1、矿井设计生产能力：60kt/a;2、井下风动设备：井下4台ZY24型风钻，耗风量11.2m³/min;3、井下采掘最多人数：54人，耗风量16.2m³/min;4、输送距离最远的管路距离：3000m。二、压风系统方案比较压风系统方案有地面固定压风、井下固定压风和井下移动压风等，根文件要求，选用地面固定压风方案，设计在主井工业广场的空压机房，安装空气压缩机，压风设备安在室内，储气罐安装在室外，压缩空气用无缝三、选型计算1、拟定矿井空压机站必须的排气量：该矿井下风动设备技术特征及耗表9-5-1风动工具参数表风动工具型号最大班使用台数耗风量使用地点凿岩机4掘进工作面该矿井压风自救系统供风，原则按每人0.3m³/min,计算耗风量见表表9-5-2压风自救系统耗风量表每人需风量最大班可能被困最多人数耗风量(m³/min)使用地点压风自救系统54人井下全部行人巷道式中：α——沿管网全长漏气系数，取1.15;Y——海拔修正系数，取1.0;∑n;——最大班可能被困最多人员，54人；q₁——每人供压缩空气量，取0.3m³/min;2、估算空压机必须的出口压力P=(P+ZAp,+0.981)×10°,N/m²=(5+0.p—风动工具的工作压力，按5×10⁵N/m²计算；ZAp,一压气管路中，最远一趟管路的压力损失之和，可按每公力损失：N/m²。3、压风机选型工作，1台备用，该压风机排气量10m³/min,排气压力0.8MPa,配套电机功率4、压风机站主要附属设备：压风机房内设5t手动单梁起重机一台，供检修设备之用。5、压风管路的直径计算及选择：矿井主平硐及水平运送大巷为主管路，其他为分管路。井下输气管路均采用无缝钢管。(1)主管路选择：主干管道选用φ108×4.5mm的无缝钢管，管路连接除设备、法兰等处外均采用管接头。(2)分管路选择：分管路计算、管子规格，经过的压气量，见表9-5-3。表9-5-3分管路统计表管路名称管路实际长度经过的压气量计算管径选用管子规格(外径×壁厚)压力损失至采煤工作面管路至掘进工作面管路至总回风巷管道6、拟定空压机的出口压力至总回风巷的管路压力损失最大，故以此作为根据。计算如下：(1)计算压力损失主管的压力损失为式中：Li—主管路的计算长度(涉及局部损失的当量长度15%在内);Li一主管路的实际长度，2500m;d—主管路的原则管径，0.099m;Q—经过主管路的压气量，20m³/min。(2)最终拟定空压机的出口压力空压机的最大压力损失：Z4pm=(△p+△PA风)×10⁵=(0.62+0.22)×10⁵=0.84×10⁶(N/m²)则空压机的出口压力：P=(P+Z4a+0.981)×10°,N/m²=(5+0故所选用的LGFD-13/8型空气压缩机的出口压力为8×10⁵N/m²满足要四、压风机选择及装置根据上述计算，查表选用3台MLGF-10/8-55G型固定式空气压缩机3台(空压机技术特征见表9-5-4)在地面压风机房向井下供风，2台工作，1台备用。该压风机为螺杆式，风冷。表9-5-4MLGF-10/8-55G型固定式空气压缩机主要技术特征空压机型号排气量排气压力冷却方式电机功率外形尺寸重量风冷六、地面空压机房的布置2、地面空压机房应是独立建筑物，站址应接近负荷中心，供电、供水3、空压机房应预防接近散发有害物质(如可燃气体、腐蚀性气体，有毒气体和煤尘等)的场合，并位于上述场合整年风向最小频率下风侧。5、储气罐应布置在空压机房外阴凉处，立式储气罐与墙中心的净距不宜不不不不不大于储气罐高度的二分之一。6、空压机吸气系统的进气口应设在室外，必须有过滤装置，还应有防雨措施，其高度一般在3m以上。吸气管应尽量降低拐弯，其长度一般不宜超出12m。7、空压机至储气罐之间的排气管上应装设止回阀。逆止阀与空压机之间应设放散管。储气罐至输气管之间应装闸阀。8、地面空压机房及储气罐必须设置可靠的防雷电装置。地面入井的压风管路，必须在井口附近将金属体进行不少于2处的良好的集中接地。七、压气设备事故分析1、管路和储气罐积碳，在高温高压气体的作用下，可能会发生燃烧和爆炸事故。2、储气罐爆炸：因为长久在高压高温的作用下、以及腐蚀作用，可能降低其厚度或金属材料的强度，在异常超压时可能造成储气罐爆炸事故。3、管路振动：因为压缩空气节中存在油和水，在低温时会结成水或油滴，如不排出长久的积聚，在高压气体的作用下会造成管路的管路振动现象。4、机械事故：长久运营，机械部件磨损超限，不定时的检修；或油位不足，造成无油润滑等均可能造成曲轴、连杆、活塞等部件损坏造成机械重大事故等。5、电气事故：电动机、控制设备不定时检修、选型不与负荷相匹配，不装设过流、接地等保护装置，可能造成烧坏电动机、电缆燃烧、触电事6、噪音：它影响人体的心脏、神经系统、消化系统等。八、防范压气设备事故的主要技术措施1、必须选择符合要求的润滑油，空压机必须使用闪点不低于215℃的按生产厂家所要求的润滑油进行选择，空压机润滑油必须进行过滤之后方可加入到设备中去。必须设置断油保护装置或断油信2、空压机设压力表和安全阀：必须分别在空压机的排气缸、储气罐上装设压力表和安全阀，安全阀动作压力不超出额定压力的-1.1倍，压力表的最大压力不不不不不不大于额定压力的1.5倍，压力表和安全阀必须定时的校验并作好封铅，安全阀必须每天进行一次手动试验，确保其灵活可3、断油保护或信号装置：在空压机的曲轴箱或螺杆箱内必须装设油位进出水口)均装设温度测量及温度继电器，在空压机的排气温度不超出190℃,必须装置温度保护装置，在超温时能自动切断电源。储气罐内的温度不超出120℃,并装设超温保护装置，在超温时能自动切断电源或报警。6、吸气过滤装置：在空压机的吸气节口装设过滤装置，过滤装置必须应装设在灰尘少、干燥和阴凉的场合，空气经过滤风器的速度不超出1.1~1.5m/s,空气在吸风管内的速度不超出10～12m/s。一台空压机单独配置一台储气罐，在储气罐上必须装设安全阀、检验孔、压力表和放油水和连接管。必须定时清除储气罐内油垢，新安装或检修后的储气罐应用1.5倍空压机工作压力做水压试验(涉及压风机至储气罐之间的管路)。8、出口管路释压阀(作为后备保护装置):在空压机储气罐与供风管路的连接处必须装设释压阀，释压阀口径不不不不不不大于出风管直径，释放压力应为空压机最高工作压力的1.25~1.4倍。释压阀的出口不能有9、联轴器、皮带传动部分的安全防护：空压机的联轴器、皮带传动部10、与供气总管间的切断阀：在压机的吸气管路上必须装减荷阀，该阀与压力调整器配合作用，压力调整器一端连接储气罐，另一通道连接减荷阀，压力调整器的开启压力不得高于预先设定压力的6%,不低于关闭压力的6%。11、机房的安全出口：在压风机房必须设置二个安全出口，出口的面积不低于3m²,高不低于2.0m,宽不低于1.5m,安全出口的门必须向外开。间距不少于20m,接地电阻不超出5Ω;压风管路系统采用无缝钢管法兰连管路沿巷道敷设时，其高度不低于500mm,在巷道一帮采用固定卡箍固定，不不不不大于85dB(A)时，配置个人防护用具，不不不不大于或等于90dB 15、压风机检修的安全措施1)检修前必须切断电源，并挂上“有人工作的禁止牌”,并经检验确2)必须切断与检修设备相连接的一切进气气源。3)在检修储气罐之前必须选测试温度和气体的成份，不允许在高温下进行作业，必须先打开检验孔让其充分通风情况下进行，同步在储气罐内作业时必须根据作业的情况制定通风方案，确保的充分的氧气浓度；在进第十章井下安全避险六大系统第一节矿井安全监控系统(1)开采技术条件1)地质构造：井田地质构造属于简朴。2)井田范围：井田范围由4个拐点圈定，开采大龙、泡炭和独连煤层，开采标高+500～-250m,井田走向长1955m,倾斜宽462m,井田面积3)煤层：井田范围的含煤地层为三叠系上统须家河组(T₃xj),矿井可采煤层3层，其编号为从上到下依次为独连、泡炭和大龙煤层，独连煤层厚0.09～0.25m,平均厚0.23m,泡碳煤层厚0.10～0.30m,平均厚0.28m,大龙煤层构造复杂，上分层煤厚0.18～0.28m,夹矸为细砂岩，厚0.20m,下分层煤厚0.14～0.23m;净煤平均为0.43m,煤层平均倾角为70°。4)矿井开拓开采：矿井采用综合开拓，布置主斜井和副平硐两个进风井筒，全矿井布置一种回风井服务于全矿井，将井田划分为三个水平(即+150m中部水平、+70m水平和-230m水平),将一种水平划分为一种采区，采区内划分为条带开采，在走向上每间隔400～500m左右划分为一种开采区间，每个区间沿煤层作一条回风上山，将运送巷和回风巷连通，构成回采工作面进、回风系统，采用走向伪斜长壁采煤法，达产时布置三个炮采5)矿井通风、运送、排水、压风Ⅱ-6型防爆轴流式通风机，使用一台，备用一台；采煤工作面"U"型通风，掘进工作面采用FBDN25.0/2×5.5型局部通风机压入式通风，硐室采采煤工作面煤炭自溜至运送巷直接装车，采面运送巷采用人力推车，运送大巷选用CTY2.5×6GB矿用防爆特殊型蓄电池电机车3台(2台工作，1台备用)。主斜井选用JTP-1.6×1.5P型矿用提升绞车一台，一级行人暗斜井选用CRZZ30-25°/380型架空乘人装置一台。选用SA-75A型(风冷式空压机)空压机二台向井下提供压缩空气，同步(2)安全条件1)矿井瓦斯等级：根据渝煤监管[2023]59号文件《重庆市煤炭工业管理局有关永川区煤矿2023年度矿井瓦斯等级鉴定成果的批复》,产纸沟煤2)煤尘爆炸危险性：根据国家安全生产重庆矿用设备检测检验中心的鉴定报告，该矿开采独连、泡碳煤层都有煤尘爆炸危险性，大龙煤层未鉴3)煤层自燃发火倾向性：根据国家安全生产重庆矿用设备检测检验中4)地温、地压：该地域地温正常，无地热危害，根据邻近矿井数年的开采，本区未发生过冲击地压，故此次按无冲5)矿井水文地质：矿井水文地质条件属简朴。2、安全监测监控系统的选择(1)系统的选择原则1)安全监测监控设备必须具有故障闭锁功能：当与闭锁控制有关的设备未投入正常运营或故障时，必须切断该监控设备所监控区域的全部非本质安全型电气设备的电源并闭锁；当与闭锁控制有关的设备工作正常并稳备用。与调度电缆或动力电缆共用。信号。测、监控系统。6)在设计过程中一直遵照系统应具有可靠性、先进性、开放性的原则，足眼前，兼顾长远，经济合理的设计原则。管理矿井电力、信息集闭、风电瓦斯闭锁等监控子系统。该系统能实时连续地监测井下、井上多种环境安全参数和生产工况参数，监测参数可长久连续以磁盘文件方式存储并自动进行统计分析。系统监测的有害参数超限时，能自动报警，井下分站能可靠地实现风、电、瓦斯闭锁功能。该系统能提供多种诊疗功能，涉及系统的传播校验，误码率测试，传感器故障统8)煤矿安全监控系统必须24h连续运营。接入煤矿安全监控系统的各类传感器稳定性应不不不不不不大于15d。9)煤矿安全监控系统传感器的数据及状态必须传播到地面主机。系统10)煤矿必须按矿用产品安全标志证书要求的型号选择监控系统的传感器、断电控制器等关联设备，禁止对不同系统间的设备进行置换。11)乡镇煤矿必须实现县(市)范围内高瓦斯和煤与瓦斯突出矿井安12)煤矿区队长以上管理人员、安检员、班组长、爆破工、电钳工下13)煤矿采掘工、打眼工、在回风流工作的工人下井时宜携带甲烷检另外在监测监控系统机房、线路及下井处均设有防雷电装置，以确保(2)系统的选择根据井下开拓方式及采掘工作面的配置情况，在井下各采掘工作面、主要回风巷、机电硐室及大巷等处设置瓦斯、风速、负压、风筒、风门、设安全、生产安全监测监控系统，主要监测各采掘工作面的主要机械设备等工作情况、局扇的开停、地面通风机运营情况实现监测和监视。为便于集中管理、合理使用，矿井安全监测和生产监测合用一套监测图形工作站、通信接口、避雷器、系列监控分站、多种传感器和控制执行器等部分构成。是一套集矿井安全监控、生产工况监控内容为一体的矿井(3)系统简介该系统是重庆煤科院自主研制开发的品牌产品，在我国煤炭行业得到了大量推广应用，连续数年市场拥有率第一，取得了良好信誉，深受广大1)系统构成：采用时分制分布式构造，主要由地面监控主机、数据库服务器、网络终端、图形工作站、通信接口、避雷器、系列监控分站、多种传感器和控制执行器等部分构成。是一套集矿井安全监控、生产工况监2)主要特点①系统全方面满足AQ6201-2023新的煤矿监控系统行业原则，国内首②产品自配套性强，系列化齐全，性价比高，全套系统设备由重庆煤③具有良好的开放性和可伸缩性，采用模块化设计，组态灵活。能满④地面监控中心运营在原则的EthernetTCP/IP网络环境，操作系统平台为中文Win98/2023/2023,能够便实现网上信息共享和网络互联。支持Internet/Intranet模式的Web系统综合监控信息浏览。⑤系统显示画面采用文本、图形兼容方式，显示信息直观、生动，具⑥具有实时数据存储和多种统计数据存储能力。数据存储时间长、查⑦有系列化，多用途监控分站，功能丰富，具有甲烷断电仪及甲烷风电闭锁装置的全部功能。有完善的数据停电保存能力，确保监测数据和设置数据信息不丢失。配有智能口，可采用RS485通讯方式的多种传感器及设⑧当通讯线路断线后，分站能保存2h以上的数据，待通讯线路恢复后，⑨分站及传感器全方面实现了智能化和红外遥控调校、设置。分站模拟量和开关量端口可任意互换，并支持多种信号制，有实时数⑩分站电源具有宽范围动态自适应能力，适合矿井电网波动大的严酷环境。其备用电池可确保2h以上的供电容量。控和传感器就地控制)。具有断电回馈信息比较，若异常则报警。报警和统计并自动切断故障支路。有完善的多级口令保护功能。3)主要参数指标容量：128个，1024个输入量，512个控制量；传播速率：2400bps;分站到传感器传播距离：≤2.5km;巡检周期：≤30s;处理精度：≤±0.5%;画面刷新：≤4s;电源波动：90～110%(地面)、15~75%(井下);烟雾、开停、风门、馈电、流量、电流、电4)系统主要的设备参数及特点配置监控主机IPC6102台，数据库服务器2台；图形工作站1台(可选配2屏或4屏、多屏模式);KJJ46数据通信装置2台；喷墨打印机1台；山特3kVA在线不间断电源1台；DHX90避雷器1套；10/100M自适应网络集线器1台；可配接多达255台远程网络终端，实目前不同地点监控信息的远程实时共享；软件运营平台为WIN98/2023/2023环境，经过Ethernet以太局域网构成全网络化环境，协议支持原则TCP/IP等。②KJJ46型数据通信接口：它是KJ90NA型煤矿监控系统的关键设备，主要实现地面中心站与井下监控分站之间的数据双向通信、地面非防爆设通讯方式：DPSK/RS485;通讯速率：2400bps;通讯距离：25km;③矿井系列监控分站统的关键配套设备，主要实现对多种传感器数据采集、实时处理、存储、KFD-2:16个输入端口，8个控制输出，最多安装16个传感器(模拟KFD-3:8个输入端口，4个控制输出，最多安装8个传感器(模拟量KFD-3X:4个输入端口，2个控制输出，最多安装4个传感器(模拟量显示方式：6位数码管预警方式：16个发光指示防爆型式：矿用本安型ibI(+150℃)5)各类传感器的有关参数①甲烷传感器(KG9001C):甲烷传感器设置在井下工作面、掘进头、回风巷道等地方，垂直悬挂，距顶板不得不不不不大于300mm,距巷道侧壁量超限时，应具有声光报警功能，同步由有关设备切断相应范围的电源。传感器的测量范围：低浓型：0.00～10%CH,高浓型：0.00～100%CH₄,高下浓型：0.00～10～100%CH,管道型0.00～100%CH₄传感器的测量误差：相对误差≤±10%×测值(相对值);响应时间：<30s;报警方式：声光报警；工作方式：连续；使用条件：环境温度0~40℃,相对温度<95%。②开停传感器(GT-L(A)):开停传感器安装在设备动力电缆上，经过导通);停态电流：<1mA(NPN晶体管共地截止);检测敏捷度：3A;响应时③风门传感器(GML(A)):安装在井下各风门设置处，用以监测各风门的开、关状态，确保井下风路通畅。检测敏捷度：>5cm;响应时间：<1s④负压传感器(GF型):负压传感器安装在矿井风硐内，用以连续监测相对温度：<95%。⑤温度传感器(GW50(A)):安装在硐室或巷道内，用以连续监测温度。垂直悬挂，距顶板不得不不不不大于300mm,距巷道侧壁不得不不不不不大于200mm。测量范围：0～50℃;测量精度：0.5℃;使用环境：0～50℃;相对温度：<95%⑥风速传感器(KGF15):风速传感器安装在矿井进、回风井、采面回频率：200~1000Hz;5～15Hz;5～155Hz;电源：12～24V.DC;显示方式：⑦粉尘浓度传感器(PPD4NS):粉尘浓度传感器合用于煤矿及其他有爆炸危险性的作业环境中现场连续监测其大气中的总粉尘浓度。能精确、及时地反应粉尘作业场合中粉尘的污染情况。主要技术指标：总粉尘浓度测量范围：0.1～500mg/m³;测量误差：±15%;输出信号：200～1000Hz、1~ I矿用本安型：外形尺寸：(300×250×300)mm;重量：7kg。⑧断电/馈电状态传感器(KDG2):断电/馈电状态传感器安装在采掘供电线路上，检测电缆芯线对地电场原理来测量设备是否带电，与负载是否工作，电缆有无电流流过无关，只要电缆芯线带有一定电压的交流电，则防爆型式：矿用本质安全型，防爆标志：ExibI;工作电流：≤10mA;输出境：0-50℃;相对湿度：<95%;防爆型式：矿用本质安全型0~100;测量精度：1;使用环境：0~50℃;相对温度：<95%。量措施：NDIR红外；测量范围：0%~10%C02:辨别率：0.01%C02;基本误差：±2%FS;响应时间：T9025s;气压：8