韩庄煤矿井下安全避险“六大系统”设计.ppt

韩庄煤矿 井下安全避险“六大 系统”设计 目 录 前 言 第一部分 井下紧急避险系统设计 第一章 矿井概况 第一节 基本情况 第二节 主要生产系统概况 第三节 矿井开拓布局情况 第二章 建设避险系统的必要性 第一节 矿井灾害危险性分析 第二节 建设避险系统的必要性 第三节 避险设施位置的确定 第三章 避险设施的结构及井巷工程 第一节 避难硐室的结构 第二节 矿用可移动式救生舱 第四章 避难硐室生命保障系统设计 第一节 供氧系统 第二节 过滤降温除湿系统 第三节 气幕、喷淋系统 第四节 环境监测系统 第五节 供电系统 第六节 个体防护装备 第七节 人员生存保障 第五章 避险设施管理 第六章 施工工期 第七章 紧急避险系统投资估算 第八章 避灾路线及应急预案 第一节 瓦斯、煤尘爆炸及火灾时避灾路线 第二节 水灾避灾路线 第三节 应急预案 第二部分 安全避险“五大系统”完善设 计 第一章 监测监控系统 第一节 监测监控系统现状 第二节 监测监控系统设计 第三节 结论 第二章 人员定位系统 第一节 人员定位系统现状 第二节 人员定位系统设计 第三节 结论 第三章 压风自救系统 第一节 压风自救系统现状 第二节 压风自救系统设计 第三节 安全措施 第四节 结论 第四章 供水施救系统 第一节 供水施救系统现状 第二节 供水施救系统设计 第三节 结论 第五章 通信联络系统 第一节 通信系统现状 第二节 通信系统设计 第三节 结论 附件： 1、新泰市韩庄煤矿紧急避险系统设计概算书 2、安全避险六大系统设计委托书 附图： 序号图 名图 号1东下山采区永久避难硐室井巷工 程图s1009-14301-12东下山采区永久避难硐室设备布 置图s1009-14301-23东上山采区永久避难硐井巷工程 图s1009-14302-14东上山采区永久避难硐室设备布置 图s1009-14302-25西上山采区永久避难硐室井巷工程 图s1009-14303-16西上山采区永久避难硐室设备布置 图s1009-14303-27监测监控系统图j1009-174-18人员定 位系统图j1009-196-19压风自救系统图j1009-197-110供 水施救系统图j1009-198-111通讯联络系统图j1009-199- 112语音广播系统图j1009-200-113避灾路线图j1009-175- 1 前 言 受韩庄煤矿委托，由临沂兴宇工程设计有限责任公 司担负韩庄煤矿井下安全避险“六大系统”的设计工作 ，包括紧急避险系统设计、其它五大系统的完善设 计两部分内容。紧急避险系统设计为本次设计的重 点，其主要内容包括避险设施的功能设计、避险设 施投资估算、避难硐室施工图等；同时，按照紧急 避险系统建设的要求，根据矿井的生产开拓情况， 对避灾路线及应急预案进行了阐述。 其它五大系统为矿井已有设施，通过与矿方 技术人员座谈交流及现场核查，充分了解各 系统的运行情况及存在的不足，按照相应的 规范要求，进行补充、整改、完善，达到“系 统可靠、设施完善、管理到位、运转有序”的 要求。 本设计在编制过程中，得到了山东省煤矿主 管部门的大力支持及指导，在此表示感谢。 第一部分 井下紧急避险系统 设计 第一章 矿井概况 第一节 基本情况 一、地理位置 韩庄煤矿位于新泰市西张庄镇境内，处于 新泰市的正西方。矿井距市区约18km。京 沪铁路磁莱支线、磁莱公路及京沪高速公 路从矿区附近通过，交通十分便利。 二、井田范围 韩庄煤矿位于新汶煤田东段的西端。东部与 新泰市高佐煤矿为邻；南部与新泰市建新煤 矿为邻；西部、北部与新汶矿业集团协庄煤 矿为邻。 矿井开采范围南以煤层露头，北以f21断层， 西以l9、l14号坐标连线，东以经线20552500 线为界，井田东西长1.11.4km，南北宽1.0 1.5km，井田面积约为1.6645km2。 三、地质概况及开采技术条件 （一）井田地质 韩庄煤矿位于新汶煤田东段西端，新汶向 斜的南翼。总体构造形态为一单斜构造， 走向近东西、倾向北、倾角2938， 平均倾角34。煤系地层被第四系松散沉 积物和古近系红层所覆盖，煤系基底为奥 陶系石灰岩。井田地质构造复杂程度属中 等类型。 （二）水文地质 韩庄煤矿仅开采山西组2煤层、4煤层、6煤层，因此 其直接充水含水层为山西组2煤层、4煤层顶板砂岩 含水层，太原组一灰含水层，间接充水含水层为第 四系砂砾石层及古近系砾岩含水层。主要隔水层有 古近系红色砂质泥岩、石盒子组杂色泥岩及煤系内 各主要含水层之间的煤层、粉砂岩、砂质泥岩、泥 岩。正常涌水量为12.4m3/h，矿井最大涌水量为 18.6m3/h。根据矿井水文地质类型划分报告，矿井 水文地质条件为中等型。 （三）煤层 主要含煤地层为太原组和山西组，煤系地层总厚为 255.2m，共含煤16层，煤层平均总厚12.07m，含煤 系数4.7%。 山西组含煤4层(1煤层4煤层)，其中可采煤层二层 (2煤层、4煤层)平均可采总厚度4.70m，可采含煤系 数6.06%。太原组共含煤12层(5煤层16煤层)，其 中可采煤层四层(6煤层、11煤层、13煤层、15煤层) ，平均可采总厚度5.10m。可采含煤系数2.87%，韩 庄煤矿主要开采2、4、6煤层，太原组煤层11、13和 15煤层划归协庄煤矿和建新煤矿开采。 1、2煤层 已基本回采结束，仅剩断层煤柱、工广和大巷煤柱 。全区共有4个钻孔见煤点控制，其中可采点4个。 煤层厚度1.802.40m，平均2.10m。结构简单，一 般含1层夹矸。下与煤4间距18.4626.88m，平均 20.98m。该煤层可采性指数1.0，煤厚变异系数 18.8%。属稳定型全区可采结构较简单煤层。 2、4煤层 f21-2东断层以南已基本回采结束，仅剩断层煤柱、 工广及大巷煤柱。全区共有6 f21-2东断层以南已基本回采结束，仅剩断层 煤柱、工广及大巷煤柱。全区共有6个钻孔见 煤点控制，其中可采点6个。未动用区主要分 布在矿井北部，煤层埋藏标高-400-700m， 煤层厚度2.362.80m，平均2.60m，结构简单 。上与煤2间距18.4626.88m，平均20.98m； 下与煤6间距37.6646.21m，平均40.77m。该 煤层可采性指数100%，煤厚变异系数13.8%。 属稳定型全区可采简单结构煤层。 3、6 煤层 f21-2西和f21-2东断层以南部分工作面回采已基本 结束。全区共有8个钻孔见煤点控制，其中可采点8 个。未动用区主要分布在矿井北部，煤层埋藏标高- 300-730m，可采区煤层厚度0.720.85m，平均 0.75m。结构简单。上与煤4间距37.6646.21m，平 均40.77m；下与一灰标志层间距8.6311.97m，平 均10.30m。该煤层可采性指数100%，煤厚变异系数 15.8%，属稳定型全区可采简单结构煤层。 （四）其他开采技术条件 1、煤层顶底板 （1）2煤层顶底板特征 伪顶局部发育，以砂质泥岩、泥岩为主，厚度2.75 10.26m，裂隙发育，松软破碎。局部泥岩之上发育一 层薄煤层(2上)。直接顶板为灰白色中粒砂岩，层位 稳定，厚度7.0420.29m，平均9.79m，抗压强度 15.29136.22mpa。底板多为泥岩，厚度0.70 2.96m，遇水变软膨胀，常发生支架钻底现象。 （2）4煤层顶底板特征 伪顶局部发育，以砂质泥岩为主，平均厚 度3.65m，抗压强度63.45mpa，有时相变为 炭质泥岩，层理及裂隙均较发育，性脆易 碎。直接顶板为中、细粒砂岩，层位较稳 定，波状层理发育，厚度4.7112.87m， 平均12.53m。矿井按类顶板加以管理。 伪底多为砂质泥岩或泥岩，厚度0.00 1.39m，老底为细砂岩。 （3）6煤层顶底板特征 直接顶板为砂泥岩互层，厚度1.30 13.40m，平均5.45m，层理及裂隙均较发育 ，抗压强度47.08mpa，有时相变为砂质泥 岩。矿井按iii类顶板管理。伪底多为泥岩 ，厚度0.000.20m，老底为细砂岩。 2、瓦斯、煤尘和煤的自燃倾向性 瓦斯：根据山东省煤炭工业局2010年瓦斯等级鉴 定结果，该矿为低瓦斯矿井，瓦斯等级鉴定结果 ：绝对瓦斯涌出量为0.49m3/min，相对瓦斯涌出 量为1.24m3/t，矿井绝对二氧化碳涌出量为 2.47m3/min，相对二氧化碳涌出量为6.39m3/t。 矿井自建矿至今未发生煤和瓦斯突出。 煤尘：2009年鲁村煤矿委托山东泰山矿产资源检 测研究院，进行了实验室煤尘爆炸性鉴定。鉴定 结果为煤9、煤10-1、煤10-3均有爆炸性。 煤的自燃倾向性鉴定：2009年，鲁村煤矿委托山东 泰山矿产资源检测研究院进行煤炭自燃倾向鉴定。 鉴定结果为煤9、煤10-1、煤10-3均属不易自燃煤层 。深部补勘时对主要可采煤层均进行了自燃性鉴定 ，鉴定结果为7-1、7-2、9、10-1为类容易自燃； 6-1、10-3为类自燃煤层，不宜长期贮存，但矿井 自开采以来未发生过自燃现象。 3、地温 本矿井已经开采多年，虽然无地温测量资料，但井 下开采未发现地温异常 4、煤与瓦斯突出 该矿井不存在煤与瓦斯突出现象。 5、冲击地压 矿井开采过程中无冲击地压现象，但-400m 水平地压显现已非常明显。随着开采深度 的增加，地压将逐渐增大，生产中应进行 冲击地压的鉴定工作，制定相应的防治措 施，确保安全生产。 第二节 主要生产系统概况 一、开拓、开采系统 井田开拓方式为斜井多水平上、下山开拓 ，现生产水平为-270m水平，布置有2个生 产采区和1个准备采区，分别是：东下山 采区、东上山采区和西上山采区准备 采区。 二、通风系统 矿井通风方式为中央并列抽出式通风，共有 二个井筒，主井进风，副井回风。配备 fbcdzno.25/2220轴流式风机两台，一台工 作，一台备用和检修。 2008年，矿井在井田中北部新开拓一立井， 拟对矿井通风系统进行调整，调整后的矿井 通风系统为中央边界式，新立井进风，两斜 井回风，矿井的通风阻力将明显减少，通风 状况进一步改善。 三、提升运输系统 （1）主斜井、付斜井各一个提升系统，为矿井的两 个安全出口，间距30m，主提升机型号2jk-2.5/20， 采用串车提升，付斜井提升机型号jk-2/30，斜井人 行车。主暗斜井、副暗斜井，为矿井二水平以下的 两个主要安全出口，主暗斜井提升机型号为2jk- 2.5/20x采用串车提升，副暗斜井为斜井猴车运输人 员。 技改完成后混合立井安装落地多绳摩擦提升机提煤 。保留原有斜井担负辅助提升任务。 （2）运输系统 一、三水平运输大巷均采用架线式电机车 运输，电机车型号为2k3-6/250，电机车的 灯、铃、闸完好。4台工作，3台备用，各 运输设施均符合煤矿安全规程中的有 关规定，矿井运输设备选型合理。斜巷提 升运输挡车器、卧闸、超速吊梁等安全设 施和装置齐全、灵敏可靠。 四、排水系统 矿井建有完善的主排水系统，采用集中分级 排水，在+34m水平和-270m水平建主泵房。- 270m水平排到+34m水平，由+34m水平排至地 面。 +34m水平主排水泵房采用3台200d-439型水 泵，配jrq148-4、jsq148-4，440kw、6kv电 机，两条管路排水，管路直径为219mm。水仓 容量为1200 m32。 -270m水平主排水泵房采用4台，其中3台为 md280-439型水泵，配yd450m1-4、450kw 、6kv电机，1台为d155-676型水泵，配 y355-41-2、280kw、6kv电机，其中一路管 路直径为219 mm，另一路为直径为159 mm 。水仓设计容量为1200 m32。 五、供电系统 矿井现采用双回路供电，路电源引自鲁 煤线，路引自鲁煤线，架空线lj- 95，10kv供电至地面变电所，矿区高压 10kv/6kv，低压配电电压为380/220v，频 率为50hz。 （1）地面供电系统 地面变电所由高压室、低压配电室组成。高压室装 10kv、gg-10高压开关柜11块，6kv、gg-10高压开 关柜5块。室外装两台s11-1600/10/6.3变压器，供 井下；一台变压器s7-315/10/0.4，一台变压器s11 -m-630/10/0.4，供主斜井提升机、主通风机、压 风机、调度室、地面生产系统及矿区照明。高低压 配电系统为单母线，设联络开关。 （2）井下供电系统 矿井采用高压下井，电源电压6kv，两条下井电缆， zlqd5-370-1050m，到+34m水平中央变电所。 +34m水平中央变电所装11台kygz-6型高压开关柜，1 台kbsg2-t-200/6/0.4变压器，供主水泵、井底车场 辅助设备、照明、该水平运输设备。 -270m三水平中央变电所装12台kygz-6型高压开关柜 ，1台kbsg2-t-200/6/0.4变压器，供主水泵、照明 、该水平运输设备。 另外建有1#变电所、西区变电站、1400变 电所、东采区变电所、东采区变电站、- 650水平变电所。各变电所均装有pbg12- /6y型矿用隔爆型高压真空配电装置， kbsg2-t-200（315、500）/6/0.69变压器。 变电所电源电压6kv，低压660v，各配电点均 能实现风电瓦斯闭锁，局部通风机双回路且 自动切换。 第三节 矿井开拓布局情况 矿井开拓方式为一对斜井开拓，主斜井作进风兼提升之用， 副斜井作回风、行人及管线敷设等用，提升方式为串车提升 ，大巷内采用架线式电机车运输；采用中央并列式抽出式通 风方式。矿井设计四个水平，分别为：+34m水平、-120m水平 、-270m水平及-650m水平，上部两个水平已开采结束，现生 产水平为-270m水平，延深开拓水平为-650m水平。2009年， 矿井进行技术改造，在井田中部偏北的位置新开拓一条千米 立井，改造完成后矿井为立、斜井混合开拓方式，主立井担 负提升、运输及进风任务，一对斜井担负人员上下井及回风 任务。目前主立井井巷工程已施工完成。 矿井主采9、10-1、10-3煤层，采区内采用两条下山 开拓，主下山为穿层下山，布置在10-1、10-3煤层 中，担负提升、进风任务，副下山沿9煤层倾向布置 ，担负回风行人任务，采煤面双翼布置，采用联合 布置方式，煤层间采用石门联络，采用高档普采工 艺，全部垮落法管理顶板。 目前-270m水平布置有2个生产采区，1个准备采区， 1个接续采区，分别是：东下山采区、东上山采 区、西上山准备采区以及东下山采区。 目前矿井布置有2个采煤工作面和7个掘进工作面 ，其中：东下山采区布置有1个采面和2个掘进 工作面，分别是东1205回采工作面、1208回风巷 整修工作面、1208运输巷；东上山采区布置1个 回采工作面和2个掘进工作面，分别是东9501回采 工作面、东1501运输巷和1501回风巷；另外在西 采区布置有2个掘进工作面，即：西1302回风巷 和西轨道上山；在-270m水平布置有1个掘进工 作面，即-270m联络巷。 一、东下山采区 东下山采区位于矿井-270m水平以下，主、副暗斜 井以东，属矿井-270m水平第一个下山采区，上以- 270m水平为界，下以-650m水平为界，东至x4500坐 标线，西以f9断层为界，其东西分别与东采区和 西采区相邻，上与东采区对邻。该采区走向长 1000m，倾斜长780m，煤层倾角1826，面积78 万m2；采区内地质储量256万吨，可采储量218万吨 ，设计采煤能力10万吨/年，服务年限20年。 采煤工艺为高档普采，开采9、10-1、 10-3煤，该采区首采面自2001年开始 回采，截止到2010年底，已累计开采 18个采煤面，采出煤量102万吨，采区 内剩余可采储量116万吨，剩余服务年 限11年。 二、东上山采区 东上山采区位于井田东部-270m水平以上， 主、副暗斜井以东，属矿井-270m水平f9断层 东部第三个上山采区。采用走向长壁后退式 采煤法，采空区处理方式为全部垮落法。采 煤工艺为炮采，采高为煤层厚度。采煤面单 翼布置，布置一个采煤工作面、两个掘进工 作面同时生产。 采区内地质储量62万吨，可采储量53 万吨，设计采煤能力11万吨/年，服务 年限4.8年。采煤工艺为炮采，开采9 、10-1、10-3煤，该采区首采面自 2011年5月开始回采，预计2015年底开 采结束。 三、东下山采区 东下山采区为东上山采区的接续采 区，位于井田东北部，f7断层以西，是 主、副暗斜井东翼最深部的第二个下山 采区。该采区上部以f7断层为界，下部 以-650米水平为界，东部以断层为界； 西部采区保护煤柱线。 其走向长1000米，倾斜长650米，面积 650000m2；地质储量86.72万吨，可采 储量73.72万吨。采区设计生产能力5 万吨/年，服务年限14.7年，主要开采 9、10-1煤层。目前采区主副下山已经 施工完成。 四、西上山采区 西上山采区位于井田西北部，是主、副 斜井以北f5断层以西第一个采区。该采区 上部以-88m水平为界，下部以-270m水平为 界，东部以f5断层为界，西部以矿井西部 边界为界。采区内主采煤层为9、10-1、10 -3煤。为开拓准备采区。 第二章 建设避 险系统的必要性 第一节 矿井灾害危险性分析 一、安全生产现状 鲁村煤矿2010年连续8年被评为a级矿井。目 前，矿井安全生产状况良好，各类安全隐患 基本处于有效控制和及时处理状态，但是， 矿井也存在火灾、瓦斯煤尘爆炸、冒顶、水 害等多种灾害的威胁，应超前预防，及时治 理，采取各种有效措施，确保矿井安全生产 二、主要灾害分析 1、瓦斯 矿井历年瓦斯等级鉴定为低瓦斯矿井，2010 年瓦斯等级鉴定结果：绝对瓦斯涌出量为 0.49m3/min，相对瓦斯涌出量为1.24m3/t， 矿井绝对二氧化碳涌出量为2.47m3/min，相 对二氧化碳涌出量为6.39m3/t。 随着矿井的开拓延深，开采范围的扩 大，老空区逐年增多，采空区瓦斯涌 出量呈逐年增多的趋势，如风量不足 ，遇地质构造变化带，容易导致瓦斯 集聚，矿井存在瓦斯爆炸危险。 2、煤尘 2009年鲁村煤矿委托山东泰山矿产资源检测 研究院，进行了实验室煤尘爆炸性鉴定，鉴 定结果为煤9、煤10-1、煤10-3煤层煤尘均 有爆炸性。根据矿井现场实际情况及测尘数 据的分析，采煤工作面机组割煤时的滚筒处 、采煤工作面放炮作业地点、煤巷掘进工作 面的放炮作业地点为主要尘源，必须重点进 行防治。 3、火灾 （1）外因火灾 外因火灾是由于外部热源如明火、瓦斯煤 尘爆炸、放炮、机械冲击与摩擦、电流短 路、静电、烧焊、吸烟等引燃可燃物造成 的火灾。 外因火灾多发生在井口、井筒、井底车场 、机电硐室、火药库以及安有机电设备的 巷道或工作面内。 （2）内因火灾 鲁村煤矿目前开采的煤层为不易自燃煤 层，正常回采时一般不会发生煤层自燃 ，但遇断层破碎带、工作面开切眼、停 采线、以及联络巷等处，应加强监测， 防止煤层自燃。 4、水害 随着煤层开采深度的增加，地板承受的徐 、奥灰水水压增大，深部开采时，将有部 分水量以底鼓水形式或通过构造破碎裂隙 带进入矿井。特别是在构造破碎带附近及 隔水层薄弱地段，受断裂和矿压影响，奥 灰水作为徐、草灰含水层的补给水源，一 旦突水将对矿井安全生产造成一定威胁。 第二节 建设避险系统的必要性 根据国家安监总局201115号煤矿井下紧急避险系 统建设管理暂行规定，2013年6月底前，所有煤矿 都要完成紧急避险系统的建设完善工作。 通过对鲁村煤矿灾害分析，井下可能出现火灾或煤尘 爆炸等灾变情况，建设完善井下紧急避险设施，是坚 持“安全第一、预防为主”生产方针的具体体现，是 提高矿井安全保障能力的重要措施，是避难人员安全 逃生的实际需要。 能够在灾变情况下，实现矿工在应急避 难装置的掩护下成功逃生或等待救援， 保障职工生命安全，减少事故造成的损 失，具有重要的意义，因此鲁村煤矿建 立完善避系统是很有必要。 第三节 避险设施位置的确定 一、避险设施设置的原则 1、紧急避险设施的建设方案应综 合考虑所服务区域的特征和巷道布 置、可能发生的灾害类型及特点、 人员分布等因素。 2、各紧急避险设施的总容量应满足突 发紧急情况下所服务区域全部人员紧 急避险的需要，包括生产人员、管理 人员及可能出现的其他临时人员，并 应有一定的备用系数。永久避难硐室 的备用系数不低于1.2，临时避难硐室 的备用系数不低于1.1。 3、从采掘工作面步行，凡在自救器所 能提供的额定防护时间内不能安全撤 到地面的，必须在距离采掘工作面 1000m范围内建设避难硐室。 4、紧急避险设施应与矿井安全监测监 控、人员定位、压风自救、供水施救 、通信联络等系统相连接，形成井下 整体性的安全避险系统。 5、避难硐室应布置在稳定的岩层中，避 开地质构造带、高温带、应力异常区以 及透水危险区。前后20m范围内巷道应采 用不燃性材料支护，且顶板完整、支护 完好，符合安全出口的要求。 二、井下作业人员分布 井下作业人员的分布位置及数量是设置井下避险设 施的主要依据，根据鲁村煤矿的生产布置及劳动定 员的有关规定，现矿井人员分布情况如下： 1、+34m运输大巷区域 +34m运输大巷区域每班作业人员总数25人。 2、-270m水平大巷区域 -270m水平大巷区域每班作业人员总数40人。 3、东下山采区区域 现采区共布置1个高档普采工作面，一个巷 道整修面，一个掘进工作面。 （1）采区辅助工，16人； （2）采煤工作面26人，巷道整修面10人， 掘进工作面12人，共计48人。 东下山采区作业人员共计64人。 4、东上山采区区域 采区共布置1个炮采工作面，2个炮掘工作 面。 （1）采区辅助工，10人； （2）采煤工作面，26人； （3）每个掘进工作面12人，共计24人。 东上山采区作业人员共计60人。 5、西上山采区区域 采区共布置2个开拓巷道。 （1）采区辅助工，12人； （2）每个掘进工作面12人，共计24人。 西上山采区作业人员共计36人。 三、避险设施位置及数量的确定 鲁村煤矿井下作业人员主要分布在+34m水平 大巷、-270m水平大巷及各生产采区。 +34m水平大巷正常生产时作业人员约25人， 均为生产辅助工，考虑到该区域作业环境条 件较好，无重大危险有害因素，且在自救器 额定防护时间内人员能够安全撤到地面，因 此，该区域内可不设置避险设施； -270m各生产采区内，存在瓦斯、煤尘、 火灾等多种危险有害因素的威胁，为目前 及今后主要生产区域及人员分布地点，该 区域距离井口大于3km。 根据紧急避险设施布置的原则，结合 鲁村煤矿生产规划，设计在-270m水平布置 2个避难硐室，在-650m水平布置1个避难硐 室。 避险设施分布 地点 避险设施类 型 服务区域 服务区域 作业人数 额定 人数 东下山采区 永久避难硐 室 东采区6480 东上山采区 永久避难硐 室 东、东、东采区6080 西上山采区 永久避难硐 室 西上山采区6080 表2-2-1 井下紧急避险设施分布情况 1、东下山采区永久避难硐室 东下山采区为矿井目前主要生产采区， 开采9、10-1、10-3煤层，自2001年开采首 采面，到目前为止，尚有可采储量116万吨 ，剩余服务年限11年。 该采区布置1个高档普采工作面，一个巷道 整修面，一个掘进工作面。采区内作业人 员共计64人， 设计在东下山下部车场绕道建设永久避难 硐室，主要为东下山采区的作业人员提供 避险，同时满足-650m大巷的部分辅助人员 避险，根据东下山采区的作业人员的数量 以及-650m大巷附近区域的作业人数，并考 虑不低于1.2的备用系数，设计该采区的避 难硐室额定避险人数为80人，见图2-3-1。 图2-3-1 东下山采区永久避难硐室位置示意图 2、东上山采区永久避难硐室 东上山采区永久避难硐室布置在东上山 采区下部，-270m大巷与东回风联络巷之间 ，考虑东上山采区及-270m大巷附近的作业 人数，并考虑不低于1.2的备用系数，设计东 上山采区永久避难硐室额定避险人数为80 人。 东上山采区尚有服务年限4年， 东下山采区为东上山采区的接续采 区，目前尚未开采，设计生产能力5万吨 /年，服务年限14.7年， 因此，东上山采区永久避难硐室的服 务年限为18.4年。 见图2-3-2。 图2-3-2 东上山采区永久避难硐室位置示意图 3、西上山采区永久避难硐室 西上山采区永久避难硐室布置在采区回风上 山下部与-270m大巷之间的联络巷中。 西上山采区为准备采区。现布置有2个掘进 工作面，工作人员共36人，考虑到后期采区正 常生产时的作业人数，并保证1.2的备用系数 ，设计额定避险人数为80人。见图2-3-3。 图2-3-3 西上山采区永久避难硐室位置示意图 第三章 避险设施的结构及井巷工程 第一节 避难硐室的结构 一、避难硐室规格 避难硐室由生存硐室、过渡硐室，辅 助硐室：设备硐室（2个）、电源硐室 及卫生间组成。如图3-1-1，3-1-2所 示。 图3-1-1 避难硐室布置示意图一 图3-1-2 避难硐室布置示意图二 二、避难硐室结构 避难硐室采用向外开启的两道门结构。 1、第一道防护密闭门 防护密闭门的设计遵循灵活、快捷、手动、 密闭性良好等原则。门体要求能够抵御瞬时 1200高温、1.0mpa的爆炸冲击波、有毒有 害气体对人体的伤害。门体的结构设计采用 绕流和分流技术，防护密闭门上设观察窗。 2、第一道防爆密闭墙 防爆密闭墙同样要求能够抵抗瞬时1200高 温和0.3mpa的爆炸冲击波。通过采用c35强 度的混凝土并配筋来实现要求。为了加强其 抗冲击波能力，墙体周边掏槽，深度不小于 0.25m，墙体设计施工成楔形，门前设不少 于两趟单向排气管和一趟单向排水管，排水 管和排气管应加装手动阀门。 密闭墙厚度计算。根据采矿工程设计手册，抗 冲击波活门、抗冲击波密闭门硐室门框墙混凝 土厚度一般为350650mm。防爆墙混凝土厚度 计算如下： 式中：d防爆墙混凝土厚度； ka门硐结构安全系数，取1.2； kd结构动力系数，取2.0； p冲击波压力，设计取1.0mpa； b门硐宽度，1.1m； h门硐高度，2.0m； 混凝土设计抗剪强度，c35混凝土设计抗剪强度为1.65。 经计算，d=0.516m，在此防爆墙厚度取0.6m。 3、第二道密闭门 采用能阻挡有毒有害气体的密闭门。 4、空气循环系统 避难硐室内部的空气循环是通过压风管路直接送入 到避难硐室内。 在避难硐室内部布置成弥撒式和防护罩式相结合的 布气系统，最后通过单向排气管路实现避难硐室内 的空气循环，整个避难硐室内始终保持不低于100pa 的正压，防止毒害气体的渗入，在无压风的情况下 ，可采用高压氧气瓶供氧方式。 5、空气幕及喷淋系统 空气幕及喷淋系统安装在两端防护密闭门处 ，目的是阻隔逃生人员进入避难硐室时有毒 有害气体和火源的进入。 空气幕系统的动力采用高压空气，系统的启 动与硐室密闭门相连动，使得在密闭门打开 后，在门口形成气幕和水幕。 。 6、附属系统 附属系统包括人员定位系统、监测监 控系统、通讯联络系统、供水施救系 统、压风自救系统等，这些附属系统 能保证避难硐室内部人员在救援队伍 赶来之前保持良好状态。 三、避难硐室井巷工程 根据煤矿井下紧急避险系统建设管理暂行规定 ，永久避难硐室生存室的净宽不小于2.0m，净高不 低于2.0m，每人应有不低于1.0m2的有效使用面积， 过渡硐室有效面积不小于3.0m2。 设计避难硐室有额定避难人数为80人，生存硐室有 效使用面积分别为80m2。避难硐室规格参数见表3-1 -1。永久避难硐室建设标准不低于井下炸药库施工 标准。硐室布置及支护等见设计图。 规格参数 硐室名称 净长 （m） 净宽 （m） 净高 （m） 断面 形状 断 面 （m2 ） 掘进断 面 （ m2 ） 支护 方 式 生存室204.03.0 三心拱 形 11.1713.45 锚网 喷 过渡室（单个）4.03.03.0 半圆拱 形 8.039.98 锚网 喷 辅 助 硐 室 制冷硐室( 单个) 2.02.02.3 矩形4.66.24 锚网 喷 电源硐室3.02.02.3 矩形4.66.24 锚网 喷 空调硐室1.54.52.3 矩形 10.3 5 12.74 锚网 喷 卫生间2.01.52.3 矩形3.454.94 锚网 喷 表3-1-1 永久避难硐室规格参数表（额定避险人数80人） 第四章 避难硐室生命保障系统设计 根据避险系统的管理规定，紧急避险 设施应具备安全防护、氧气供给保障 、有害气体去除、环境监测、通讯、 照明、人员生存保障等基本功能，在 无任何外界支持的情况下额定防护时 间不得低于96h。 第一节 供氧系统 一、供氧系统的要求 1、避险人员在避难硐室（救生舱）内能够呼 吸到纯净的氧气，氧气浓度在18.5%23.0%； 2、氧气供给时间必须满足额定人数时不少于 96小时的生存时间； 3、供氧装置在井下特殊条件下不受环境影响 保证能够及时、可靠供氧并不会存在不安全隐 患。 二、供氧方案 经研究分析，避难硐室供氧方案采用压风系统供氧、 压缩氧气供氧、自救器供氧三级供氧方式。 三、压风系统供氧装置 1、压风系统供氧原理 压风系统供氧装置利用地面压缩空气通过管路作为气 源，经过阀门后进入过渡硐室内设置的水、灰尘、油 的三级过滤，经过预先设置的减压器、浮子流量计、 管路进入气体输出端。为硐室内避险人员提供更加新 鲜、舒适的空气质量。其原理如图4-1-1所示。 图4-1-1 压风系统供氧原理图 2、主要技术参数： 人均供风量0.3m3/min； 硐室内氧气浓度18.523.0%； 减压器入口压力0.8mpa、出口压力00.6mpa（可 调节）、输出流量不小于20 m3/min； 浮子流量计量程08 m3/min分度值0.3m3/min。 3、布置方式： 在主硐室内座椅两侧布置2套压风系统供氧装置，装 置的入口通过管路与压风系统管路连接。 四、压缩氧气供氧装置 1、工作原理 压缩氧气供氧装置配置及原理见图4-1-2所示，该 装置是利用储存在钢瓶中的医用压缩氧气，通过供 氧控制装置为避险人员输出规定数值的氧气。 在入风侧过渡硐室和回风侧过渡硐室内放置的钢瓶 出口经高压管路并联后集中至减压器，减压器将来 自于氧气瓶中的医用压缩氧气压力进行减压并输出 稳定的压力至可调节浮子流量计。 浮子流量计的氧气输出量根据避险人员 数量进行手动调节，在静坐状态下每人 的氧气消耗量大约为0.5l/min。由于减 压器输出稳定的压力，因此在浮子流量 计调节值一定时，通过浮子流量计的氧 气输出量不会随着氧气瓶中的压力变化 而变化。 图4-1-2 压缩氧供氧原理图 2、压缩氧气供氧装置数量公式1 公式1 v所需氧气体积，l； q人体对氧气消耗量，0.5 l/min人； n避险人数； t供氧时间。考虑防护时间备用系数 1.2:t=116h=6960min 公式2 v1每支气瓶内可用氧气体积，l； 气体可用压力差，； 注：1个大气压=0.1013mpa；氧气钢瓶工作 压力为15mpa，充装压力13mpa。 v2氧气瓶水容积，60l。 公式3 z所需氧气瓶数量。 由于在灾变期间进入避难硐室内避险人数 随时变化，按人体对氧气的消耗量q1=0.5 l/min考虑，避险人数为n时单位时间总供 氧量： q= q1n=0.5n（l/min） 矿井避难硐室额定避险人数80人，则所需 压缩氧钢瓶数量为：38支。 为了有效控制不同数量避险人员时供氧量 的输出，选择可调节流量计。 3、技术参数： 人均供氧量0.5 l/min； 硐室内氧气浓度18.523.0%； 两套供氧系统用的减压器入口压力15 mpa 、出口压力00.5 mpa（可调节）、最大流 量不小于60l/min； 浮子流量计量程060l/min分度值0.5l/min。 4、布置方式： 在入风和回风侧的过渡硐室内分别放置 工作压力为15mpa、水容积为60l氧气钢 瓶。两侧的氧气钢瓶经高压管路并联与 减压器输入口连接，减压器及浮子流量 计放置在生存硐室墙壁上，可方便避险 人员调节、观察压力及供氧流量数值。 第二节 过滤降温除湿系统 一、主要功能 发生灾变时，避险人员长时间在密闭的硐室内 呼吸将产生co2，同时避险人员进入硐室时可 能带入部分co，同时由于人体散热导致硐室气 温升高，造成生存环境恶化。 过滤降温除湿系统就是对生存环境中的有害气 体进行转化吸收，对气体温度、湿度进行控制 调节，以保证适宜的生存环境。 二、制冷方式的选择 在灾变事故发生时，矿井供电有可能中 断，在电力供应中断时要对硐室内空气 温度进行调节就必须保证硐室内有储冷 装置，常用的储冷装置有液态co2储冷和 冰储冷方式。 避难硐室设计中制冷方式选用储冰空调。 图4-2-1 过滤降温除湿系统示意图 三、空气过滤、除湿方式 避难硐室空气除湿靠水蒸气冷凝实 现，在储冰式空调水箱内部风道内 ，当冰融化时，空调水箱内部冷风 通道内温度降低，硐室内水汽冷凝 成水珠滴落到通道内流出，实现硐 室内空气除湿功能。 四、储冰量、二氧化碳吸附剂计算 根据人体的放热量计算储冰量； 根据储冰量选择相应容积的储冰箱及其 个数； 并根据制冷机的制冷能力选择制冷机台 数。 1、计算基础 冰的比热容为2100j/kg.，折算成千卡 为0.5千卡/kg.； 冰的溶化焓为335kj/kg，折算成千卡为 80.4千卡/kg； 水的比热容为4.2103j/kg.，折算成 千卡为1千卡/kg.。 则每千克-20冰体溶化为30的水时的吸热 量为： q1=c冰20+c冰溶+c水 30=0.520+80.4+130=120.4千卡/kg 人体释放的热量为：q2=102千卡/小时； 热交换效率：=70%； 每台储冰箱的有效容积：80人的硐室储冰箱有 效容积为3.0m3； 对co2的吸收（排除）能力不低于每人 0.5l/ min； 对co的吸收（排除）能力不低于在20min 内将400ppm降至24ppm； 硐室内co21.0%； 硐室内co24ppm； 空气温度35、湿度85%。 2、避难硐室储冰量、吸附剂量计算 （1）储冰量计算 避险人数为80人，额定防护时间内的发热量 为：q=nq2h=8010296=783360千卡 其中：q额定防护时间内人体放热量，千卡 n额定避险人数，80人 q2单位时间内人体放热量，102千卡/小时 h额定防护时间，96小时。 储冰量为： m=q/(q1)=783360/(1200.7)=9326(kg) 冰的密度0.9计算，则储冰体积为：10.36m3。 每台储冰箱有效容积为3.0m3，则储冰箱台数 ： n=10.36/3.0=3.45（个） 则80人避难硐室储冰箱取4台，每台冷凝机功 率4kw，配备4台制冷机。 （2）吸附剂配备量计算 二氧化碳吸附剂： 按每人每小时呼出30l co2计算，80人96小时 共呼出数量为：308096=230400（l）； 每盒装co2药剂15kg，对应的co2吸收量为 1800l/盒，需要配备的co2吸收剂盒数位为： 230400/1800=128（盒），选用co2吸收剂130 盒。 一氧化碳催化剂： 按照煤安监司函办200934号文件“对co的 吸收（排除）能力不低于400ppm/h”的要求 ，以及人呼吸产生的co量为2mg/m3为计算依 据，并考虑灾害时期产生的co气体可能进入 避难所内，且每个空调需要配备2盒co催化剂 ，选择10盒co催化剂（其中2盒备用）。 硐室的储冰量、吸附剂量详见表4-2-1 。 表4-2-1 过滤、除湿、降温系统设施 设备配备表 避险人 数 需冰量/实 际配备 量（m3 ） 储冰 箱 （台 ） 冷凝 机 （台 ） 冷凝 机功 率 （kw ） co2吸 附剂 （盒 ） co催 化剂 （盒 ） 8010.36/1244413010 五、布置方式 降温过滤除湿系统包括储冰箱、冷凝机 ，其布置方式见避难硐室设施设备布置 图。储冰箱安置在生存硐室的一侧（硐 室内可设置壁槽，将储冰箱放置壁槽内 ），在避难硐室外部安全通道内设置辅 助硐室，用于放置冷凝机。 第三节 气幕、喷淋系统 一、工作原理 该系统是利用储存在钢瓶中的压缩空气和水， 通过减压器控制稳定的输出压力至硐室门联动 开关。 当硐室门开启时，硐室门联动开关即刻开启， 压缩空气和水向外喷出。当硐室门关闭时，硐 室门联动开关即刻关闭，阻止压缩空气和水继 续喷出。 图4-3-1 气幕及喷淋系统配置及原理 三、布置方式 在入风和回风侧的过渡硐室内分别放置工作压 力为15mpa、水容积为80l空气钢瓶和储水钢瓶 。其中空气钢瓶与水瓶相连，然后与减压器输 入口连接，减压器输出口与硐室门联动开关相 连。两个硐室门联动开关经并联后与放置在门 口上侧的喷气气幕相连。 四、数量配置 80人的避难硐室配备空气钢瓶共26个，储水钢 瓶储水量240l； 第四节 环境监测系统 一、技术参数 1） 大容量矿用本安电源 产品防爆型式为矿用隔爆兼本质安全型，防爆 标志为exdibi。 交流输入电源660v，允许电压波动75%-110%； 直流电池参数：输入电压24v，容量150ah。 输出本安参数：3路，输出各自独立。 2）数据采集显示装置 装置工作电压：12v 装置工作电流：620ma 装置模拟量输入：8路（频率型信号：2001000hz） 模拟量转换误差0.5% 3）配接传感器的技术参数 甲烷测量范围：0-100%ch4 一氧化碳测量范围：0-100010-6 或0-200010-6 氧气测量范围：0-25%o2 温度测量范围：0-100 二、环境监测装置在避难硐室里的布置 环境监测装置中的电源箱及电池箱放在电源硐室， 采集主机、监控分站及内部传感器放在生存硐室中 间位置，外部气体采集传感器放在硐室外。 第五节 供电系统 1、电源系统 目前我国矿井低压供电系统，动力电源的电 压等级为ac3300v、ac1140v、ac660v、 ac380v、ac127v等。 考虑到避难硐室空间有限，其电源部分不可 能完全按照井下机电硐室的标准设计，从简 洁清晰的角度，设计只引入ac660v动力电源 ，通过照明信号综合保护装置的转换为日常 照明系统提供电源； 同时通过矿用隔爆型真空电磁起动器，为备 用电源装置提供电源，在遇险避难时，由备 用电源装置为监测分站、传感器以及救灾通 信提供直流本安电源。 设备名称型号主要技术参数 矿矿用隔爆型 真空电电磁 起动动器 qbz -30/660（380） 防爆标标志：exdi 输输入电压电压：ac660v/380v（三相）， 允许电压许电压 波动动75%-110%； 额额定功率：20kw； 额额定电电流：30a。 照明信号综综 合保护护装 置 qbz-2.5/660（380）m（a） 防爆标标志：exdi 输输入电压电压：ac660v/380v， 允许电压许电压 波动动75%-110%； 输输出电压电压：ac127v； 额额定功率：2.5kw。 矿矿用本安型 led巷道 灯 dhs1/12l 防爆标标志：ex ibi； 输输入电电源：ac127v， 允许电压许电压 波动动75%-110%； 额额定功率：1w 额额定电电流：80ma。 矿矿用隔爆型 备备用电电源 箱 kdw660/12 防爆标标志：exdibi； 输输入电电源：660v， 允许电压许电压 波动动75%-110%； 电电池输输入参数：dc24v/150ah； 输输出本安参数：3路，输输出各自独立： u0： 12.5v i0： 650ma co： 2f l0： 5mh。 表4-5-1 避难硐室供电系统设备型号及主要技术参数 2、日常照明系统 选用更节能环保的隔爆兼本质安全型led照明灯；其 采用led冷光源大功率发光元件作为光源，具有发光 效率高，耗电低，工作温度低，使用寿命长，体积 小等优点。 间隔距离设定在5m左右；因隔爆兼本质安全型led照 明灯为并联接入到ac127v电源上，为防止照明灯的 损坏，设计采用冗余设计增强其可靠性，每处照明 点设置一组2台led照明灯（卫生间除外）。 3、避难应急照明系统 遇险避难时，为给矿工进入煤矿井下避难硐 室时提供照明，以及硐室内的关键地点提供 应急照明，设计避难应急照明系统选用 dhs1/12l 矿用本安型led巷道灯来确保照明 安全和照明质量。 第六节 个体防护装备 一、选型依据 避难硐室内按照额定避险人员配备隔 绝式氧气自救器，配备数量不低于额 定人数的1.051.1倍。设计每个避难 硐室避险人数80人，配备自救器数量 85台。 二、个体防护装备组成及技术参数 自救器采用zh45型化学氧自救器，该自救器 与同类产品相比具有体积小，质量轻，生氧 均匀充足，粉尘少，性能稳定，呼、吸阻力 小，吸气温度低的特点。主要技术参数如下 ： 外形尺 寸 /mm 质量 / k g 防护时 间 /min 呼吸阻 力 /pa 吸气温 度 / 16016 08 6 2.34524555 表4-6-1 zh45型化学氧自救器技术参数