孟家焉避难硐室作业规程 (8.4)

1、目目 录录 第一章 工程概况.1 第二章 地质水文情况.2 第一节 地面相对位置及临近采区开采情况.2 第二节 煤(岩)层赋存特征.2 第三节 地 质 构 造.4 第四节 水文地质情况.4 第五节 影响掘进的其它因素.4 第六节 施 工 建 议.5 第三章 巷道布置及支护说明.6 第一节 巷道布置.6 第二节 支护设计.6 第三节 支护工艺.10 第四章 施工工艺.15 第一节 施工方法.15 第二节 凿岩方式.15 第三节 爆破作业.15 第五章 生产辅助系统.23 第一节 运输设计.23 第二节 供电设计.26 第三节 通风设计.32 第四节 管线敷设.47 第六章 劳动组织及主要技术经济

2、指标.49 第一节 循 环 作 业.49 第二节 劳 动 组 织.51 第三节 主 要 技 术 经 济 指 标.52 第七章 质量标准化及保证措施.53 第八章 安全技术措施.54 第一节 施工准备.54 第二节 打眼和顶板管理.54 第三节 “一通三防”管理.59 第四节 爆破管理.61 第五节 机电管理.66 第六节 运 输 管 理.71 第七节 防 治 水.94 第八节 特殊安全技术措施.96 第九章 职业危害及预防.97 第一节 职业危害防治目标.97 第二节 职业危害的因素及综合防治措施.97 第十章 突发事故应急预案及各种急救程序.103 1 孟家焉煤矿井下永久避难硐室施工作业规程

3、孟家焉煤矿井下永久避难硐室施工作业规程 第一章第一章 工程概况工程概况 一、巷道名称 本作业规程掘进的巷道为孟家焉矿井永久避难硐室工程。 二、掘进目的及巷道用途 掘进目的是井下发生事故时用于紧急避险。 三、巷道设计长度 工 程 量：78.9m（平距） ； 坡 度：0； 服务年限：永久。 四、预计开竣工时间 2012 年 8 月 8 日开工，预计 2012 年 9 月 10 日竣工。 第二节第二节 编编 制制 依依 据据 一、工作面设计说明书及批准时间 设计说明书名称：孟家焉矿永久避难硐室设计说明书 ，批准时间为 2012 年 7 月 18 日。 二、地质说明书及批准时间 地质说明书名称：孟家焉

4、矿永久避难硐室地质说明书 ，批准时间为 2012 年 7 月 10 日。 三、其它依据 煤矿安全规程 、 煤矿作业规程编制指南 、 煤矿安全质量标准化标准 及考核评级办法 、其它各种煤矿操作规程以及公司、矿有关文件规定。 四、矿压观测资料 由于我矿 11 煤岩性未做过力学实验，其抗压强度不明，在掘进过程中要加 强顶板管理。 2 第二章第二章 地质水文情况地质水文情况 第一节第一节 地面相对位置及临近采区开采情况地面相对位置及临近采区开采情况 永久避难硐室设计开窝于皮带机运输巷 3 点处，开窝方位 242，巷道施 工 20m 后，调方位为 332，施工 30.8m 后，再次调方位为 62，继续施

5、工 15.6m，透窝于皮带机运输巷 4 点处。 地势西高东低，第四系冲积层厚 060m，平均 40m。 表 1 井上、下对照关系情况表 地面标高/m+980 +990井下标高/m+855 +865 地面相对位置建 筑物及其它 相应地面为荒山地，无其它建筑物 井下相对位置 对掘进巷道的影 响 上部 2#煤已采完，9#、10#煤尚未开拓，对巷道掘进无影响。 邻近采区、煤 层、巷道对掘进 巷道的影响 巷道周围为未采区，对掘进巷道无影响。 第二节第二节 煤煤(岩岩)层赋存特征层赋存特征 永久避难硐室在太原组 11#煤层掘进，煤层厚度 1.32.2 m，平均 1.8m， 煤层倾角 3-8，煤的密度 1.

6、37 t / m，硬度 2-3，煤种为块状 1/3 焦煤，煤层赋 存较稳定，煤层结构简单。 顶板：无伪顶，直接顶为块状灰色泥岩，厚约 2.5 米。直接底为灰黑色泥 岩，厚约 4.0m。 3 表 2 煤层特征情况表 指 标参 数备 注 煤层厚度（最小最大）/m1.32.2/1.8 煤层倾角（最小最大）/38/5 煤层硬度 2-3 煤层层理（发育程度）较发育 煤层容重 1.37t/m3 煤尘爆炸指数/% 24 煤种1/3 焦煤 稳定程度较稳定 煤的物理性质黑色，弱玻璃光泽，性脆，半亮半暗型煤。 表 3 煤层顶底板情况表 顶底板名称岩石名称厚度/m特 征 k2 灰 岩4.87.0灰色，致密、夹泥岩

7、泥 岩6.58.0 灰黑色，质地细腻，节理裂隙 发育，局部夹炭质泥岩 10 煤2.0黑色，含一层夹矸 直接顶 泥 岩2.22.6 灰黑色，含植物化石碎片，局 部夹炭质泥岩 11 煤1.32.2 黑色，含一层夹矸，夹矸为炭 质泥岩， 泥 岩2.24.7 灰黑色，含植物化石碎片，局 部夹炭质泥岩 直接底 泥 岩1015.7 以灰黑色泥岩为主，局部夹薄 层铝土岩及炭质泥岩，底部发 育一层不稳定中砂岩 4 第三节第三节 地地 质质 构构 造造 一、地质构造一、地质构造 通过相邻巷道实际揭露，无大的断裂构造，但不排除小断层出现，可能会 出现陷落柱。 第四节第四节 水文地质情况水文地质情况 一、含水层一、

8、含水层 主要为太原组 k2 灰岩，灰岩及泥岩中所夹的砂岩透镜体，因井田内部及邻 近井田均未发现施工有水文孔，因此无法对其富水程度作出定量分析。从煤矿 实际调查结合对井田构造加以分析，太原组各含水层富水程度较弱。经预算矿 井正常涌水量 16m/d，最大涌水量 32m/d，水文地质构造简单。 二、老空水二、老空水 无 三、构造裂隙水三、构造裂隙水 无 四、承压水四、承压水 奥灰水位在+600 水平以下，距工作面最近距离在 200m 以上，不会造成威胁。 第五节第五节 影响掘进的其它因素影响掘进的其它因素 一、影响掘进的其它地质情况一、影响掘进的其它地质情况 1、瓦斯 根据山西煤矿设备安全技术检测中

9、心鉴定，定为低瓦斯矿井，瓦斯鉴定绝 对涌出量为 1.14 m3/min，相对瓦斯涌出量为 5.7 m3/t； co2 绝对涌出量 1.68 m3/min，相对二氧化碳涌出量为 6.78 m3/t。生产中出现异常要及时采取措施， 5 确保安全。 2、煤尘 根据山西省煤炭工业局综合测试中心鉴定结果表明。10、11 煤均有煤尘爆 炸性。所以在掘进过程中应加强防尘管理。 表 4 工 业 分 析（%） 采样地点 水份 mad 灰份 ad 挥发份 vdaf 火焰长度 （mm） 仰制煤尘爆 炸最低岩粉 量（%） 煤尘爆炸性结论 皮带机运输巷 0.4837.8033.0913065 有爆炸性 3、煤的自燃发火

10、倾向性 经山西省煤炭工业局综合测试中心，对 10 煤煤层自燃发火倾向性鉴定为 ii 类自燃煤层。 表 5 工 业 分 析（%） 采样地点 水份 mad 灰份 ad 挥发份 vdaf 全硫 st，d 煤的吸氧量 vd 自燃倾向性分类 1001 工作面 0.4837.8033.092.120.49 ii 类，自燃煤层 第六节第六节 施施 工工 建建 议议 1、该道 11#煤层顶、底板均未做过力学实验，其抗压能力无法定量叙述， 11#煤层顶、底板属较软岩层，岩石裂隙较发育，在掘进过程中加强顶板管理， 矿井自开采以来，采掘工作面未发生冒顶和底鼓事故，但在掘进过程中应加强 对顶板的管理。 2、掘进过程中

11、如遇地质异常，及时与地质部门联系。 6 第三章第三章 巷道布置及支护说明巷道布置及支护说明 第一节第一节 巷道布置巷道布置 一、巷道开拓 1、巷道位置： 本巷道开窝于皮带运输大巷 4 点处，以方位 242开窝向前施 工 20m 调方位 152向前施工 29.8m，然后再调方位 62施工 20m 后与皮带运输大巷 3 点处贯通，坡度为 0。 2、巷道在贯通、遇断层等掘进施工条件变化时，另行编制专 项施工措施。 第二节第二节 支护设计支护设计 一、巷道断面及支护形式： 躲避硐室断面为直墙半圆拱形，5-5净宽3600mm，净高 4100mm;6-6断面净宽2600mm，净高3600mm；7-7断面净

12、宽5200mm，净 高4100mm；9-9断面净宽4600mm，净高4400mm；10-10断面净宽 3600mm，净高4100mm.断面设计为设计为u25钢棚+网片+砼支护支架 间距800，金属网采用6.5mm钢筋焊接而成，网格为 100100mm，初喷厚度50mm；砼厚度250mm 。 二、巷道断面特征一览表： 7 全高（m）全宽（m）断面积（m2） 特征 名称 支护 形式 掘净掘净掘净 喷厚 砼厚 （） 10-10 25u 型钢 棚+网片+ 浇注砼体 3.452.74.13.012.347.1300 5-5 25u 型钢 棚+网片+ 浇注砼体 4.353.04.13.016.038.03

13、00 9-9 25u 型钢 棚+网片+ 浇注砼体 4.653.35.1420.911.48300 6-6 25u 型钢 棚+网片+ 浇注砼体 3.852.53.1210.854.57300 7-7 25u 型钢 棚+网片+ 浇注砼体 4.354.65.731411.52300 支护断面图附后： 8 9 10 三、支护方式 1、巷道开口时，如不能使用前探梁作为临时支护，则应采用 内注式液压支柱 配合工字钢梁打倾向棚 进行临时支护。 2、前探梁所用材料应为：直径89mm 钢管，长度应不小于 4m。每组前探梁的数量不得少于3 个，布设时，应在巷中布设 一根，巷中左右各 8001000mm 各一根，还

14、需安设时，应安照 8001000mm 的间距继续在巷中左右安设。在确定前探梁的数量 时，要根据巷道断面的不同，每次爆破后揭露的巷道顶板面积不 同，以保证作业人员安全、使用方便为原则合理确定。 3、吊挂前探梁的吊环视前探梁所用材料确定其形状，每根前 探梁松配用吊环数量不得少于2 个。 4、每次掘进后，首先进行敲帮问顶工作，作业人员应站在支护 完好的区域，用长把工具找掉迎头的危矸活石，进行该项工作时， 班组长应指排由有经验的人员操作，一人找顶、一人监护。处理完 危矸活石后，方可进行前探梁的安设工作。 5、特殊支护： 若遇围岩破碎，条件地质条件差时，根据现场实际情况加强支护 并制定安全补充措施。 第

15、三节第三节 支护工艺支护工艺 一、支护材料： 1、支架：采用 25u 型钢，拉杆采用 18圆钢，5 根/架，托板 采用 10厚钢板，规格 150*150，腿与梁采用卡兰连接，4 副/架。 2、金属方格网：规格为长宽=20001000mm，网格为 500500mm，搭接长度为 100mm，每 200mm 采用 14# 双股铅丝绑扎。 11 3、砼强度标号 c30、水洗中粗沙、粒径为 3-5mm 石子按配比配合 而成，体积配合比为水泥：沙：石子=1：2：2；实际施工时严格按 实验室出具的普通砼配合比通知单进行配比，并加入适量速凝 剂，掺入量一般为水泥重量的35%，喷拱取上限，喷淋水区时，可 酌情加

16、大速凝剂掺入量，速凝剂必须在喷浆机上料口均匀加入。 4、浇筑砼材料：混凝土配料采用425普通硅酸盐水泥、中砂、 1030mm 石子和干净水配制。 二、架棚支护 1、u25 型钢棚支护施工流程：交接班 安全检查 画轮廓 线打眼装药放炮 敲帮问顶 临时支护 出渣挖腿窝 安装棚腿 安装顶梁 校棚挂网标帮接顶 进入下一循环 文明卫生 。 2、掘进断面达到设计要求并经安全检查无隐患后，进行架棚 支护。 3、待拉中腰线确定柱腿深度挖柱窝，将两侧棚腿按 800mm 棚 距立起，并注锚杆使棚腿与之固定，将网片固定在棚梁上，由工作 面 4 人将棚梁抬起，先将一侧的搭接 400mm 用卡栏连接。再将另一 侧棚梁用

17、卡栏连接，将钢棚放置在设计位置。 4、棚子架好后，拉中线调整棚子的前倾后仰及迈步。然后将 拉杆安装完毕后挂网，然后用半圆木（或木枇子） 、木楔将钢棚、网 片与顶板接顶楔紧。 三、喷射混凝土支护 1、准备工作 检查架棚支护和金属网铺设是否符合设计要求，发现问题及时 处理。清理喷射现场的矸石杂物，接好风、水管路，输料管路要 12 平直不得有急弯，接头要严密，不得漏风，严禁将非抗静电的塑料 管做输料管使用。检查喷浆机是否完好，并送电空载试运转，紧 固好磨擦板，不得出现漏风现象。喷射前必须用高压风水冲洗岩 面，在巷道拱顶和两帮应安设喷厚标志。喷射人员要佩戴齐全有 效的劳保用品。 2、喷射混凝土的工艺要

18、求 喷射顺序为：先墙后拱，从墙基开始自下而上先凹后凸进行，喷 头与受喷面应尽量保持垂直。喷枪头与受喷面的垂直距离以 0.81.0m 为宜。 人工拌料时采用潮拌料，水泥、沙和石子应清底并翻拌三遍使其 混合均匀。 喷射时，喷浆机的供风压力在0.4mpa，水压应比风压高 0.1mpa 左右，加水量凭射手的经验加以控制，最合适的水灰比是0.40.5 之间。喷射过程中应根据出料量的变化，及时调整给水量，保证水 灰比准确，要使喷射的湿混凝土无干斑，无流淌，粘着力强，回弹 料少，一次喷射混凝土厚度 3050mm，并要及时复喷，复喷间隔时 间不得超过 2 个小时。否则应用高压水重新冲洗受喷面。 3、喷射工作

19、喷射工作开始前，应首先在喷射地点铺上旧风筒，以便收集回弹 料，喷射工作结束后，喷层必须连续洒水养护28 天以上，7 天以内 每班洒水 1 次，7 天以后每天洒水 1 次，一次喷射完毕，应立即收集 回弹物，并应将当班拌料用净。当班喷射工作结束后，必须卸开喷 头，清理水环和喷浆机内外部所有灰浆或材料。 开机时必须先给水，后开风，再开机，最后上料；停机时，要 先停料，后停机，再关水，最后停风。开机后要及时调整好水灰比， 13 按先喷基础后喷墙，最后拱部顺序；由下向上呈螺旋状轨迹移动， 螺旋轨迹直径 200mm300mm，一圈压半圈，对一些凹凸不平的特殊 岩面，应先凹后凸，至下而上分段喷射。 喷射工作

20、开始后，严禁将喷射枪头对准人员，喷射中突然发生堵 塞故障时，喷射手应紧握喷头并将喷口朝下。 4、喷射质量 喷射前必须清洗岩帮，清理浮矸，喷射均匀，无裂隙，无“穿裙 赤脚”现象。 四、浇筑砼支护 砼浇筑施工流程：交接班安全检查立碹胎校核碹胎尺寸 验收碹胎安装模板浇筑砼文明卫生。 工业广场设料场， js750 型搅拌机两台， hpd1200b 型自 动计量系统，浇筑砼段使用无轨胶轮车运输混凝土人工浇注入模。 砼入模后风动震动棒捣固，混凝土强度等级为c30。 立模：砼支护段采用 20#槽钢整体拱架，墙模板规格为 150020050mm 型钢模板，拱部模板规格为 150010050mm 型钢模板，浇注

21、时两侧要对称浇筑，并每浇注 300mm 用风动振捣棒捣固密实 ,砌碹砼强度等级为 c30。c30 混 凝土重量配合比为：水泥：砂子：石子：水：防冻剂 =100kg:181kg：366kg：49kg：10kg。 浇注砼顺序： 浇筑砼前，要先清理模板上的泥土及杂物，按设计配合比搅拌好 混凝土。浇筑时混凝土的浇筑应分层均匀地进行，其分层厚度一般 以 300mm 为宜。混凝土振捣时，振动棒距模板 70mm，不得振动模板， 振捣器的插入深度必须超过下一层混凝土 50mm，必须随浇随捣； 14 浇筑砼前，碹胎与模板应符合以下要求： （1）砌墙前，应检查碹胎与模板，其规格与质量不合格的不准 使用；待碹胎组立

22、固定好后，从拱基线开始随着钢模板的安装，砼 对称入模，振捣。 (2)模板在使用前应用废机油涂抹并将模面清理干净。严禁使用 变形、损坏的碹胎与模板，碹胎必须编号。 (3)按中腰线架设碹胎，必须牢固可靠，并应按以下要求架设： a、胎腿与胎拱之间的接口要对齐并用螺丝固定牢固无缝，不能 歪扭； b、相邻碹胎间距中对中 1.7m，相邻碹胎之间必须用拉杆连接 （拉杆长度定为 1600mm，拉杆要固定好保证两碹胎之间的距离为 1700mm） 。 c、碹胎的模板应随浇随放并摆放平整。模面不平整处，可用木 楔垫平，对接要齐，对缝应严密、平整不漏浆。 （4）必须将工作平台搭设牢固； （5）拱部浇筑砼必须按照以下规

23、定进行： a、应从两侧墙对称向拱顶方向进行浇筑； b、冒顶过高时，拱顶与巷壁之间必须用不燃性材料填实。 c、封顶时应在拱顶中心由外向里合口。当合口处为 300宽时， 人工将工作面迎面处与工作台同一水平位置，挖出一个人能站立且 可将砼送入封口处的工作平台，然后将砼送入振捣之封口。 15 第四章第四章 施工施工工艺工艺 第一节第一节 施工方法施工方法 一、采用普通钻爆法施工工艺。 二、爆破器材选用： 炸药：二级煤矿许用乳化炸药 雷管：矿用瞬发电雷管 发爆器：mfb100 型 放炮线使用双芯铜线 封孔材料： 水炮泥和黄泥 。 技术要求：雷管出库前必须进行导通试验，装填封泥应先装 水炮泥，水炮泥剩余部

24、分再用黄泥封实，封泥长度不小于 0.5m。 第二节第二节 凿岩方式凿岩方式 、钻眼前应该先进行敲帮问顶工作，检查围岩的稳定情况。 、按巷中腰线画出巷道掘进轮廓线，按爆破图表定出眼位 ，上 下部同时布置。 、打眼应严格控制周边眼的角度和眼距。 、钻眼过程中钻杆要垂直工作面，各炮眼要平行，钻眼过程中， 严禁操作人员站在钻杆下以免断钎伤人。 、钻眼完毕，要用压风扫孔，吹净眼内岩粉 。 第三节第三节 爆破作业爆破作业 一、爆破器材选用： 炸药：二级煤矿许用乳化炸药。 16 雷管：矿用瞬发电雷管。 发爆器：mfb100 型。 封孔材料： 水炮泥和黄泥。 技术要求：雷管出库前必须进行导通试验，装填封泥应先

25、水 炮泥，水炮泥剩余部分应用黄泥封实，封泥长度不小于0.5m。 二、炸药消耗量确定： 根据掘进工作面的煤岩硬度，单位岩体炸药消耗量q=1.40 kg/m3 三、炮眼数目计算： 1、10-10 连接通道断面 n=qsyi/(a、p)=1.4012.3490%0.2/0.40.2=39（个） 2、5-5 过度硐室断面 n=qsyi/(a、p)=1.4016.0390%0.2/0.40.2=58（个） 3、9-9 生存室断面 n=qsyi/(a、p)=1.4020.9290%0.2/0.40.2=66（个） 4、6-6 卫生间、自备供氧硐室断面 n=qsyi/(a、p)=1.4010.8590%0.

26、2/0.40.2=38（个） 5、7-7 冷媒硐室断面 n=qsyi/(a、p)=1.401490%0.2/0.40.2=55（个） 式中 q=单位煤岩体炸药消耗量，取 1.40 s=毛断面；y=炮眼利用率 90%；a=装药系数 0.4；p=每个药 卷重量 0.2kg； i=药卷长度 200mm 四、炮眼布置： 1、连接通道 采用垂直锥形掏槽，掏槽眼 4 个，眼距 800mm；内辅助眼 7 个， 眼距 600mm；外辅助眼 11 个，眼距 600mm；底眼 8 个，眼距 17 550mm；周边眼 14 个，眼距 600mm；合计 44 个炮眼。 2、过度硐室 采用垂直锥形掏槽，掏槽眼 4 个，

27、眼距 800mm；内辅助眼 16 个， 眼距 600mm；外辅助眼 15 个，眼距 600mm；底眼 8 个，眼距 550mm；周边眼 18 个，眼距 600mm；合计 61 个炮眼。 3、生存室 采用垂直锥形掏槽，掏槽眼 6 个，眼距 1000mm；内辅助眼 11 个，眼距 500mm；外辅助眼 16 个，眼距 600mm；底眼 7 个，眼距 760mm；周边眼 19 个，眼距 600mm；合计 59 个炮眼。 4、卫生间、自备供氧硐室 采用垂直锥形掏槽，掏槽眼 4 个，眼距 800mm；内辅助眼 4 个， 眼距 500mm；外辅助眼 12 个，眼距 600mm；底眼 6 个，眼距 550m

28、m；周边眼 15 个，眼距 600mm；合计 41 个炮眼。 5、冷媒硐室 采用垂直锥形掏槽，掏槽眼 4 个，眼距 800mm；内辅助眼 9 个， 眼距 600mm；外辅助眼 27 个，眼距 600mm；底眼 11 个，眼距 550mm；周边眼 18 个，眼距 600mm；合计 69 个炮眼。 五、每循环装药量： 1、连接通道 q=qsly=1.4012.341.090%=15.8kg 式中 q 单位岩体炸药消耗量 1.40kg/m3 s=毛断面 y=炮眼 利用率 l=炮眼深度 1.0m 2、过度硐室 q=qsly=1.4016.031.090%=20.2kg 式中 q 单位岩体炸药消耗量 1

29、.40kg/m3 s=毛断面 y=炮眼 18 利用率 l=炮眼深度 1.0m 3、生存硐室 q=qsly=1.4020.921.090%=26.35kg 式中 q 单位岩体炸药消耗量 1.40kg/m3 s=毛断面 y=炮眼 利用率 l=炮眼深度 1.0m 4、卫生间、自备供氧硐室 q=qsly=1.4010.851.090%=13.67kg 式中 q 单位岩体炸药消耗量 1.40kg/m3 s=毛断面 y=炮眼 利用率 l=炮眼深度 1.0m 5、冷媒硐室 q=qsly=1.40141.090%=17.64kg 式中 q 单位岩体炸药消耗量 1.40kg/m3 s=毛断面 y=炮眼 利用率

30、l=炮眼深度 1.0m 六、炮眼布置图：（附后） 19 20 21 22 七、爆破作业图表 1、连接通道 2、过度硐室 3、生存硐室 装药量 炮眼角度(度) 每眼合计 眼号 炮眼 名称 炮眼深 度(m) 水平垂直块 kg 块 kg 装 药 结 构 每眼封 泥长度 联 线 方 式 起爆 顺序 炮眼利 用率 1-4 掏槽眼 1.2799030.6122.40.5m180% 5-11 内辅助眼 1.0909020.4142.80.5m290% 12-22 外辅助眼 1.0909020.4224.4390% 23-36 周边眼 1.0909010.2142.80.5m490% 37-44 底 眼 1.

31、0908420.4163.2 反 向 0.5m 串 联 590% 合计 7815.6 装药量 炮眼角度(度) 每眼合计 眼号 炮眼 名称 炮眼深 度(m) 水平垂直块 kg 块 kg 装 药 结 构 每眼封 泥长度 联 线 方 式 起爆 顺序 炮眼利 用率 1-4 掏槽眼 1.2799030.6122.40.5m180% 5-20 内辅助眼 1.0909020.4326.40.5m290% 21-35 外辅助眼 1.0909010.2153.0390% 36-53 周边眼 1.0909010.2183.60.5m490% 54-61 底 眼 1.0908420.4163.2 反 向 0.5m

32、串 联 590% 合计 9318.6 装药量 炮眼角度(度) 每眼合计 眼号 炮眼 名称 炮眼深 度(m) 水平垂直块 kg 块 kg 装 药 结 构 每眼封 泥长度 联 线 方 式 起爆 顺序 炮眼利 用率 1-4 掏槽眼 1.2799030.6122.40.5m180% 5-17 内辅助眼 1.0909020.4265.20.5m290% 18-33 外辅助眼 1.0909020.4326.4390% 34-52 周边眼 1.0909010.2193.80.5m490% 53-59 底 眼 1.0908420.4142.8 反 向 0.5m 串 联 590% 合计 10320.6 23 4

33、、卫生间、自备供氧硐室 5、冷媒硐室 药卷 引药 电雷管 水炮泥 雷管角线 炮泥 煤壁 装药结构：先装药卷装引药装水炮泥封满炮泥 装药方式：正向装药 附 装 药 结 构 图 装药量 炮眼角度(度) 每眼合计 眼号 炮眼 名称 炮眼深 度(m) 水平垂直块 kg 块 kg 装 药 结 构 每眼封 泥长度 联 线 方 式 起爆 顺序 炮眼利 用率 1-4 掏槽眼 1.2799030.6122.40.5m180% 5-8 内辅助眼 1.0909020.481.60.5m290% 9-20 外辅助眼 1.0909010.2122.4390% 21-35 周边眼 1.0909010.2153.00.5m

34、490% 36-41 底 眼 1.0908520.4122.4 反 向 0.5m 串 联 590% 合计 5911.8 装药量 炮眼角度(度) 每眼合计 眼号 炮眼 名称 炮眼深 度(m) 水平垂直块 kg 块 kg 装 药 结 构 每眼封 泥长度 联 线 方 式 起爆 顺序 炮眼利 用率 1-4 掏槽眼 1.2799030.6122.40.5m180% 5-25 内辅助眼 1.0909010.2214.20.5m290% 26-40 外辅助眼 1.0909010.2153.0390% 41-58 周边眼 1.0909010.2183.60.5m490% 59-69 底 眼 1.0908420

35、.4204.0 反 向 0.5m 串 联 590% 合计 8617.2 24 第五章第五章 生产辅助系统生产辅助系统 第一节第一节 运输设计运输设计 一、概况 运输方式：永久避难硐室工作面巷道采用 25u 型工字钢架棚支 护，巷道宽度、高度、坡度满足铺设刮板运输机要求。故永久避难 硐室预采用二部刮板输送机接力完成运输任务。 1、设备初选型： （1）永久避难硐室工作面运输巷刮板输送机二部，型号：sgb- 420/40z，功率：40kw，输送能力 q=100t/h，链速 v=0.86m/s，链单 位长度质量 ql=18.8kg/m，一条 1864 的 b 级圆环链的破断拉力 fd=350kn，运输

36、长度：100m. 2、运输设备计算： （一）sgb-420/40z 型刮板输送机 (1)输送能力验算 平均小时输送能力 qc =20t/2h=10t/h qcq=100t/h 故 输送能力满足要求。 (2)电动机功率验算 取=0.6，=0.4， =0.85 1 中部槽单位长度上的装煤量为 kg/m2 . 3 86 . 0 6 . 3 10 6 . 3 = = v q q c 重段阻力为 n lgqqlgf llzh 7988 64421546 )5sin5cos4 . 0(8 . 972 8 . 18)5sin5cos6 . 0(8 . 9722 . 3 )sincos()sincos( =

37、+= += += 空段阻力为 25 n lgqf llk 6442 )5sin5cos4 . 0(8 . 972 8 . 18)sincos( = +=+= 牵引力为 nffkf kzh 14430)64427988(1 . 1)( 10 =+=+= k1刮板链绕经链轮的阻力附加系数，k1=1.1 电机功率为 kw vf n 6 . 14 85. 01000 86. 014430 1000 0 = = 如考虑 15%20%的富裕量，则 n=(1.151.2)n=16.7917.5kw 40kw 故 电动机功率满足要求。 (3)刮板链强度验算。因为 fzh-fk0，故 fmax=fzh+ fk

38、=14430n 边双链负荷分配不均匀系数取 0.85，则安全系数为 3.534 144302 . 1 85 . 0 3500002 2 . 1 2 max = = f f n d 故 刮板链的强度满足要求。 3、运渣路线： 永久避难硐室掘进工作面刮板输送机皮带运输巷煤仓给 煤机主斜井皮带机地面煤场。 4 4、运料路线： 地面料场装车主斜井井底车场轨道运输巷轨皮联络巷 永久避难硐室掘进工作面料场。 运输系统图附后 26 27 第二节第二节 供电设计供电设计 设计从采区变电所供电，其运输过程中有如下设备： 设备名称功率 kw型号电压 v 电流 a 额起 a 局部通风机 15kw2 fbd no5.

39、0/215 66035 刮板机 40kw1sgd620/40t66045180 刮板机 40kw1sgd620/40t66045 煤电钻综保 1.5kw1 zbz-4.01274 合计111.5kw 1、容量计算： sb =（215+40+40+1.5）kx/ cosdj =111.5kx / cosdj =95.5kva 式中： sb：变压器的计算容量 kx ：需用系数取 0.6 cosdj：加权平均功率因数取 0.7 2、变压器的型号选择为：kbsgzy -315/10/1.2(0.69)。 3、电缆的选型： ig =1000pekx/3u cosdj =1000111.50.6/3690

40、0.7 =80a 式中： ig：干线的计算电流 pe：设备容量总和 kx ：需用系数取 0.6 cosdj：加权平均功率因数取 0.7 iyig 式中： iy：电缆的允许电流 28 iy =173a （电缆截面为 50mm2） 4、电压损失计算： ubl l1=3ibllblcosbl/rabl =1.732111.54300.7/5350 =31.3v 式中： ubl：配电点中线路最长且负荷最大的支线电缆电压损失 l1：第一段电缆的电压损失 ibl：通过该电缆的负荷电流 lbl：该段电缆的长度 cosbl：负荷的功率因数取 0.7 abl；电缆的截面 r：电缆材料的导电系数，铜取 53 l2

41、 =3ibllblcosbl/rabl =1.73281.5300.7/5335 =1.6v l3 =3ibllblcosbl/rabl =1.73241.5100.7/5335 =0.2v ut =3ica.t（rtcosblxtsint） =1.732111.5（0.02860.70.0610.714） =10.3v 式中： ut：变压器的电压损失 ica.t：变压器的计算电流 rt。xt：变压器的绕阻阻抗（查表得rt=0.0286 xt=0.061） cosbl：支线负荷的功率因数 sint：与cosbl对应的正弦值 upuututlubl 式中： 29 up：允许电压损失 63v31.

42、31.620.2+10.3 63v45.4v 合格 5、短路电流的计算： 查表得以下各点两相短路电流 短路点电缆实长（米）换算长度（米） 短路电流 （a） d005662 d24704841399 换算系数查表得： 4mm-12.07 6mm-8.11 10mm-4.71 16mm3.01 25mm-1.91 35mm1.36 50mm1.00 70mm0.71 95mm0.53 6、电缆干线保护整定计算 in.f in.st/1.82.5+in 1802+40+1.5+30 161.5a 式中式中 in.st被保护干线中容量最大的一台电动机的额定起动 电流，a。对于

43、有数台电动机同时起动的工作机械，若其总功率大于 单台起动的容量最大的电动机功率时，则应为这几台同时起动的电 动机的额定起动电流之和，a。 in其余电动机的额定电流之和，a。 1.82.5系数的取值 由于电动机的实际启动电流常常小于额定值，顾按上式的计算 结果偏大，在实际整定时，宜取接近或略小于计算值。 顾实际整定值 iz=160a 7、按最小两项短路电流效验 短路电流效验公式 30 i id d2 2/iz1.5/iz1.5 1399/160 =8.71.5 合格 式中id2 被保护电缆干线或距变压器最远点的两相短路电流 值，a； iz过电流保护装置的电流整定值，a； 1.5保护装置的可靠动作

44、系数 8、开关的选择：查表选择 kbz-400 馈电开关。 9、漏电、接地保护、过流保护的设置 (1)、漏电保护 中央变电所的总馈电为真空 kbz-400 型装有选择检漏保护。 (2)、接地保护 在中央变电所、避难硐室掘进头的开关上都安装接地极 。 （3） 、过流保护 所用的开关都有过流保护。 8、风机专用变压器的型号选择为：kbsgzy -100/10/1.2(0.69)。 9、电压损失计算： ubl l1=3ibllblcosbl/rabl =1.732301200.6/5325 =6.3v 式中： ubl：配电点中线路最长且负荷最大的支线电缆电压损失 l1：第一段电缆的电压损失 ibl：

45、通过该电缆的负荷电流 lbl：该段电缆的长度 cosbl：负荷的功率因数取 0.6 abl；电缆的截面 r：电缆材料的导电系数，铜取 53 63v6.3v 合格 31 10、短路电流的计算： 查表得以下各点两相短路电流 短路点电缆实长（米）换算系数换算长度（米） 短路电流 （a） d0001597 d31201.91229.21356 in.f in.st/1.82.5+in =1802+152 =120a 11、短路电流效验。 短路电流效验公式 i id d2 2/iz1.5/iz1.5 1356/120=11.31.5 合格 12、开关的选择：查表选择 kbz-400 馈电开关作为风机专用

46、 线路馈电开关。具备短路，过负荷，单相断线，漏电闭锁保护装置 及远程控制装置。 供电示意图：附后 32 33 第三节第三节 通风设计通风设计 （一）通风系统 永久避灾硐室采用压入式通风 进风路线：地面主斜井进风绕道一部皮带机道皮带运 输大巷局扇迎头 乏风路线：迎头皮、轨联巷回风联络巷南翼回风巷总 回风巷回风立井地面 （二）永久避灾硐室风量计算 根据华润联盛生产矿井风量计算办法进行计算 永久避灾硐室永久避灾硐室（即局扇出口风量）（即局扇出口风量） 1、永久避灾硐室风量按瓦斯绝对涌出量计算： q掘=100 q瓦掘k掘通=1000.212=42m/min 式中： q瓦掘瓦斯绝对涌出量根据实测取值 0

47、.21 m3/min k掘通工作面瓦斯涌出不均衡系数取 k=2.0 2、按炸药量计算永久避灾硐室需要风量： q掘=25a=256.4 = 160m3/min 式中： a永久避灾硐室一次放炮最多炸药量 6.4kg. 3、按永久避灾硐室同时工作最多人数计算： q掘=4n=415=60m3/min 式中：n永久避灾硐室的最多人数为 15 人 4、按永久避灾硐室允许最低风速计算需要风量： q掘=60v掘s掘=600.2511.4=171m3/min 式中：v掘 巷道为煤巷掘进：风速取值为 0.25 m/s s掘 永久避灾硐室的净断面积：巷道设计 11.4 局部通风机的吸风量计算局部通风机的吸风量计算

48、34 1、局部通风机的吸风量计算 q吸= q掘p供, m3/min =1711.67286m3/min 式中：q吸永久避灾硐室的局部通风机吸风量，m3/min q掘永久避灾硐室需用风量 p供 为风筒漏风系数，巷道掘进长度为 80 米，漏风系数取 4%。 p供=100/（100-送风长度*百米漏风率）或 p供=1000/（1000-送 风长度*百米漏风率） 。 p供=100（100-1004%）=100681.67 2、局部通风机吸风量的确定： 通过计算永久避灾硐室局部通风机吸风量不得低于 286m3/min。 选择 2*15kw 对旋风机可以满足永久避灾硐室用风需求，根据公司下 发风量计算办法

49、局部通风机的吸风量参数表取值（表 1） ，局扇吸风 量取值为 320m3/min。 局部通风机的吸风量参数表（表 1） 风机功率 kw 需风量 m3/min 风机功率 kw 需风量 m3/min 5.52 对旋 220 222 对旋 420 7.52 对旋 230 302 对旋 500 112 对旋 250 372 对旋 580 152 对旋 320 452 对旋 650 注意： 风量必须满足 瓦斯等各项要求, 且不少于本表数。 3、计算该永久避灾硐室的局部通风机配风量 q掘配=q掘实吸+15s局 m3/min q掘配=320+306.6=518 m3/min 35 式中：q掘配：永久避灾硐室

50、应配的风量：m3/min q掘实吸：永久避灾硐室局部通风机的实际吸风量：m3/min s局 ：永久避灾硐室局部通风机安装地点的巷道断面积： s局=（3.0+3.6）22=6.6 根据最低需风量进行风量验算：根据最低需风量进行风量验算： q 掘=518m3/min q 掘600.25s=156.6=99m3/min q 掘604s=2406.6=1584 符合煤矿安全规程规定。 （三）永久避灾硐室通过计算，局扇需要风量 518m3/min，局扇 设计吸风量 320m3/min，风筒出口风量 99m3/min，风机选用 2*15 对 旋风机 2 台，局扇、局扇开关、风电闭锁开关安设位置：3 部皮带

51、 机道。实行风电闭锁，风机停止运转时，自动切断永久避灾硐室 一切非本质安全型设备电源。恢复正常通风后，采用人工复电。 皮带机道局扇由负责该区域瓦斯检查的瓦斯员负责。 局部通风管理安全措施： 1、正常工作的局部通风机和备用局部通风机的电源必须双回路 供电。自动切换的交叉风筒接头采用直径 600mm 胶质分风器，保证 平直无漏风。安设做到“双风机双电源，自动切换” ，灵敏可靠，每 班试验一次并有实验人和班组长签字的记录。 2、局部通风机吸风口至回风口巷道的风速不得低于 0.25m/s， 严禁循环风。 3、通风机高度离地不得低于 0.3m，局部通风机设备齐全， 吸风口有风罩和整流器，高压部位有衬垫，

52、不漏风，附近 5m 内顶板 完好，卫生清洁，电缆悬挂整齐。 36 4、风袋选用直径为 500mm 抗静电阻燃风袋，风袋出口距迎头 不得大于 5m。 5、风袋应吊挂在电缆的另一侧，如受条件限制需吊挂在同 一侧时，应挂在电缆的下方，距电缆不小于0.3m。 6、风袋接头必须采用反压边连接，接头严禁漏风，吊挂要平 直，在拐弯处使用钢性弯头，严禁拐死弯，做到逢环必挂，环环挂 紧。风筒不得挤压，异径风筒要有过渡节，先大后小，不准花接， 迎头风筒不准落地。 7、通风机必须挂牌管理，责任到人。 凡未经批准的局部通风 机不得停止运转，由于高低压供电系统停电、风机电器或机械故障 原因造成局部通风机停风，不论时间长

53、短都按无计划停风处理。 8、局部通风机因停电等其它原因发生无计划停风时，瓦斯员负 责立即停止工作、切断电源、人员撤至全风压通风地点（具体地点 根据施工现场确定） ，并向矿调度室、通防科汇报，如在 10 分钟内 无法恢复通风时，瓦斯员打好栅栏、切断风筒，安排专人看管风机、 禁止随意启动。通防科必须及时安排人员查明局部通风机停风原因， 进行处理，尽快恢复通风。恢复通风前必须检查瓦斯，只有在巷道 中的瓦斯浓度不超过 1%，开关及风机附近 10 米范围内瓦斯及二氧 化碳浓度不超过 0.5时方可恢复通电送风，如瓦斯超限必须编制 措施进行排放。 37 二、瓦斯管理 2011 年度山西交口华润联盛孟家焉煤业

54、有限公司瓦斯等级鉴定 为低瓦斯矿井。其绝对瓦斯涌出量为 1.29 m3/min；绝对二氧化碳涌 出量为 1.55 m3/min。井下修复巷道实际瓦斯含量在 00.08%。 1、严禁在瓦斯超限下作业，当浓度超过1时，应停止煤 电钻打眼，超过 1.5时，应切断工作面电源，停止一切工作， 并迅速撤出永久避灾硐室所有人员。 爆破地点附近 20m 以内风流 中的瓦斯浓度达到 1%时，严禁爆破。永久避灾硐室内，体积大于 0.5m3内积聚的瓦斯浓度达到 2时，附近 20m 内，必须停止工作， 撤出人员，切断电源进行处理。局部通风机因停电等其它原因发生 38 无计划停风，恢复通风前必须检查瓦斯，只有在巷道中的

55、瓦斯浓度 不超过 1%，开关及风机附近 10 米范围内瓦斯及二氧化碳浓度不超 过 0.5时方可恢复通电送风。 2、永久避灾硐室每班检查二次，每次巡回检查地点： 局部通风机吸风口前； 局扇开关前； 工作面回风流； 离修复头 50 米处；永久避灾硐室迎头； 3、井下安全生产管理人员、放炮员、电钳工、班长、跟班区 长、瓦斯员、工程技术人员必须随身携带瓦斯便携仪。 4、瓦斯管理安全措施： （1）瓦斯员必须实行定向检查，现场严格执行 “一管四”工 作制度。瓦斯牌板距迎头保持在 50m 左右距离， 填写记录必须要 准确、及时，瓦斯手册、牌板和台帐必须“三对口” ，严禁弄虚作假， 误报乱报。 （2）当班瓦斯

56、员必须严格执行现场交接班制度，交班时必须 将当班瓦斯情况及现场“一管四”内容和下一班瓦斯员当面交接清 楚，方可离开现场。 （3）巷道中不得有瓦斯积聚，出现瓦斯积聚现象，立即撤 出人员，切断电源，进行处理。 （4）搞好通风工作，保证各用风点风量需求，严格执行局扇 管理制度，杜绝无计划停电、停风，风筒口距永久避灾硐室迎头不 得超过 5 米。各种通风设施工程质量达标，风门必须安装闭锁装置， 防止同时打开，责任到人，定期检查、维护。各种扩散通风躲避硐 室、临时机电硐室、材料硐室深度不得超 5 米。 （5）严格执行瓦斯检查制度，瓦斯检查员每班至少 2 次检查 瓦斯，并及时了解工作面有害气体状况。严格执行

57、“一炮三检” 及 39 “三人连锁”放炮制度，并记录好。班组长使用便携式瓦检仪每 2 小时检查一次瓦斯浓度并与迎头瓦斯传感器校对。 （6）炮眼布置，装药量、炮眼装填必须严格执行规定。 （7）对发生高冒地点，要及时采取充填或导风措施。防止有 害气体积聚，并将处理结果记录备查。 （8）永久避灾硐室实行风电、瓦斯电闭锁装置。局部风机两 路供电，可以正常切换，保证迎头正常供风。 三、综三、综 合合 防防 尘尘 1、防尘管路系统路线： 地面静压水池（四寸管路）主斜井（三寸管路）主皮与一 部皮联络巷（三寸管路）一部皮带机道（三寸管路）皮带机运 输巷（三寸管路）永久避灾硐室（二寸管路） 2、防尘水源来自地面

58、蓄水池，体积为 600m3，分别用 4 寸、3 寸和胶管接至迎头。防尘系统完善，管路敷设齐全，每 50 米设三通 1 个。防尘水量满足要求，水压大于 1.5mpa。 3、永久避灾硐室 在巷道回风出口 2030m 和距迎头 3050m，各设一个净化水幕， 在皮带机道安装一组隔爆设施, 首 排水棚与迎头距离必须保持在 60200m 范围内。溜子及皮带机头必 须设置转载点喷雾。 4、综合防尘管理及安全措施： （1）皮带机道永久避灾硐室选用二寸钢管做防尘管道； （2）防尘管应吊挂在电缆的另一侧，如受条件限制挂同一侧 时，应挂在电缆的下方，距电缆不得小于0.3m； （3）防尘管路安装要平直，每隔 35m

59、 用铁丝连接吊挂； （4）巷道拐弯处使用弯头，每隔 50m 安装一个“三通”阀 40 门； （5）永久避灾硐室水幕其封闭率达95以上； （6）防尘管路应距迎头不大于 30m，未端安装一个 “水针” 和“三通” ，配备二节（ 20m 一节）高压胶皮管。 （7）永久避灾硐室煤尘具有爆炸性，坚持湿式打眼，放炮使 用水炮泥，放炮时必须使用水幕净化风流。放炮、装载前后应洒 水防尘，冲洗放炮地点 30 米巷邦，确保巷道内无积尘。 永久避 灾硐室迎头 30 米以外巷道的防尘工作，由通防科人员按照防尘制 度规定要求除尘。在其负责的巷道内，巷邦巷壁及顶板上不得有 积尘。巷道底板上不得有能够扬起的干燥煤尘。 （8

60、）每旬进行一次粉尘浓度测定，每三个月进行一次呼吸性 粉尘浓度测定。 （9）对修复工区班组长的要求：防尘工作必须与班组长直接 挂钩，监督、检查防尘工作，有权停止不符合防尘要求的工作。 对测尘员的要求：测尘员必须按照规定要求进行测尘，每月测尘 的点次不得低于应测点次。测尘员每次在头面测完尘，应由修复 工区班组长在测尘记录手册上签字。对瓦斯员的要求： 按“一 管四”的要求，瓦斯员必须负责对永久避灾硐室的防尘工作进行 监督、管理，并向调度室汇报，对不符合防尘要求的作业，瓦斯 员必须制止汇报。对运输机司机的要求：无论是溜子还是皮带机， 其转载点喷雾降尘由司机负责，运输时必须打开转载点喷雾。此 外，运输机