4-3煤~4-2煤运回联巷设计.docx

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1、目录刖B第一章概况-1-第二章巷道布置及支护说明-6 -第三章施工方法及工艺-7 -第四章支护设计-9-第五章供电设计-15-第六章运输设计-21 -第七章通风设计-22 -第八章井下紧急避险六大系统-27 -第九章风险辨识-29-第十章安全技术措施-30-第H章 避灾路线-36 -第十二章 附件-37-(4)封闭不良钻孔本设计碉室区域无封闭不良钻孔。IV、老窑积水分布情况广煤4”煤运回联巷附近为大部为实体煤，附近不涉及老窑。V、矿井充水情况1、矿井涌水量根据43煤2煤运回联巷掘进地质说明书确定该掘进区域涌水量最大为5n)3/h,正常涌水量为3m3/h。六、其他瓦 斯4煤层瓦斯绝对涌出量0.9

2、1m7min,相对涌出量0. 50m3/t,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。4一3煤层瓦斯绝对涌出量0. 77m3/min,相对涌出量0.61m3/t,掘进 工作面最大瓦斯绝对涌出量0. 13m：7min,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43煤4煤运回联巷具体布置如下:-6-1. 运输联巷：设计全长81. 669mo开口端位于4一3煤东翼大巷运输顺槽停掘处，方位角180 ,沿南翼保护煤柱布置，先沿顶板掘进10m

3、后，按仰角9。11，36破顶掘进71.669m （平距，中）与疽煤东翼 主运大巷贯通结束。2.回风联巷：设计全长88. 430m。开口端位于产煤东翼大巷回风 顺槽停掘处，方位角180 ,沿南翼保护煤柱布置，先沿底板掘进10m 后，按仰角9 31 47破顶掘进68. 990m （平距，中）与4”煤南翼 回风巷贯通结束。4煤4煤运回联巷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运输联巷开口4.8 X 2.84.6 X 2.7锚网通风、行人、排水10m运输联巷4X2.63.8 X 2.5锚网通风、行人、排水71.67m回风联巷开口4X2.64.8 X 2.8锚网通风10m回风联

4、巷4X2.63.8 X 2.5锚网通风78.43m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：运输联巷全段，计81.669m； 回风联巷全段计88. 430m。掘进工程量：-7-1 .运输联巷：设计全长81.669m；掘进全长81.669m；掘进煤量7. 78t,掘进岩量：885to回风联巷：设计全长88. 43m掘进全长88. 43m；掘进煤量218t,掘进岩量：923to总计掘进：170.1m；掘进煤量：226t；掘进岩量：1808to二、掘进方式掘进一支护f掘进，再重复。采用综合机械化掘进，使用EBZ-160型掘进机；配合防爆装载机, 经防爆

5、胶轮车再将煤（岩）运往地面。三、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外型10600X3600X1800 mm截割头转速46r/min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。7m/min整机重量59t最大截割高度5200mm-4-| | K 乂 业人 截囚总数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-200325K

6、W台15风动锚杆机MQT130/2.8台46扭钥扳手0-300N.m把21用1备7排水泵/台18风镐GT10P部29锹张8-8-1()锤把211镐I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探水钻ZLJ-3501顶板探水18探水钻ZLJ-650台1掘进头探水19馈电开关KBZ-400台120切换开关QBZ-2*120台1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 载机一4一3煤东翼大巷运输顺槽皮带机尾一煤仓一地面

7、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。第四章支护设计一、临时支护采用吊环式前探梁作为临时支护，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 130 X 100mm厚8mm钢板加工而成，前探梁采用 089X6mm无缝钢管制作，长度不小于6. 0mo前探梁必须跟头若距迎 头端面不平整时最大不大于300mni,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-9-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

8、顶板最小控顶距0. 3m,最大控顶距3. 3m0二、永久支护1.锚杆支护参数确定锚杆支护参数确定采用悬吊作用理论进行。(1) 顶锚杆长度计算：l = kh + l+l2式中：L 一锚杆长度，m；H 冒落高度，一般取2m；K 安全系数，一般取K=2；L1 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：岩层：/顶=切2/= 3.8/（2x5）= 0.38mH 帮=B/lf = 2.5/（2 x 5）= 0.25m煤层:H顶=B/2f = 3.8/（2x 3）= 0.63wH 帮=B/lf = 2.5/（2 x3）= 0.42m式中：B 巷道

9、掘进宽度，取3. 8m,高度，取2. 5mf -岩石坚固性系数，砂岩取5,煤层取3；pjgL顶=2 x 0.63 + 0.5 + 0.05 = 1.81/n-10-L 帮=2 x 0.42 + 0.5 + 0.05 = 1.37 m岩层：Lj贝=2 x 0.38 + 0.5 + 0.05 = 1.31m=2x0.25 +0.5 + 0.05 = 1.05 m顶板选用中20X2000mm高强锚杆，帮部选用4)18X1500玻璃钢 锚杆满足要求。(2) 锚杆间距、排距计算，间排距取a：a = .28.Q 弘.1.41d锚杆的直径(mm)r岩石容重(KN/e )6 t一杆体材料的抗拉强度(MPa)顶

10、锚取455MPa；帮锚取300MPao顶锚取 d二20, r=10, 6 t=455,计算得 a=0. 028X20X4. 02 = 2. 25m, 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880mmo帮锚取 d二 18, r二9, 6 t二300,计算得Q = 0.028x18x3.44 = 1.74m, 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,帮锚杆间距,1000mm o锚杆直径的确定d顶=1.13x(Q 顶/切严=1.13x(105x103/455)* =17.17ms取顶锚杆直径20mm；d顶=1.13x

11、(Q顶/屯严=i i3x(60xl03/300)L2 =15.98mm-11 -取帮锚杆直径18mmo式中：d锚杆直径，mm；Q锚杆设计的锚固力，取Q顶二105KN, Q帮二60KN；。t杆体的抗拉强度，顶锚取。t=455MPa；帮锚取。t=300MPao锚杆锚固力计算锚杆锚固力可按下式计算：Q顶=S/4)x屈)=2 x335 x 106 =105KN式中：。屈一杆体材料的屈服极限，顶锚取。屈二335Mpa；d杆体直径，nrnio帮锚采用玻璃钢锚杆，根据三方检测报告，锚固力取60KNo锚杆的选择巷道顶部锚杆选择巾20mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆，Q二105KN。巷道帮部锚杆选择。18mm玻璃钢锚杆

12、，Q=60KN。(3) 锚固剂的确定锚杆锚固采用MSCK2360型树脂锚固剂。2.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。-12-计算参数修正结果表3. 43煤4煤运回联巷详细支护参数确定:序号参数名称单位计算值修正 结果说明1顶锚杆长度m煤层：1.812.02顶锚杆间排 距m2. 250. 88X13顶锚杆锚固 力kN105105根据锚杆杆体 载荷4顶锚杆直径mm17. 17205帮锚杆长度m煤层：1.371. 56帮锚杆间排 距m1. 741X17帮锚杆锚固 力kN6060根据三方检验 报告8帮锚杆直径mm15. 9818(1) 运输联巷开口段该段永久支护采用锚网支护。

13、该段巷道为矩形巷道，断面：4.8X2. 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(I 一 II)顶板。顶板：顶锚杆采用左旋无纵筋螺纹钢锚杆，规格4)20X 2000mm, 锚杆间、排距为880X 1000mm,顶板每排布置6根锚杆；采用长X宽 X厚为150X 150X10mm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。帮部：帮锚杆采用玻璃钢锚杆，规格4 18X 1500mm，锚杆间、排 距为1000X 1000mm,帮部每排布置3根锚杆；采用塑料托盘紧固， 每根锚杆配套1根MSCK2360型树脂锚固剂，端头锚固。-13-顶网

14、采用金属网，规格为4minX4800niniX llOOinni,网格为100 X 100mm,网片搭接长度为100mm,每隔500mni用不小14#镀锌双根铁 丝扭结1道；帮网采用塑料网片。(2) 运输联巷该段永久支护采用锚网支护。该段巷道为矩形巷道，断面：3. 8X2. 5m；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(I 一 II)顶板。顶板：顶锚杆采用左旋无纵筋螺纹钢锚杆，规格4)20 X 2000mm, 锚杆间、排距为880X1000mm,顶板每排布置5根锚杆；采用长X宽 X厚为150 X 150 X 10mm的金属方托盘，每根锚杆配套2根MSCK2

15、360 型树脂锚固剂，端头锚固。帮部：帮锚杆采用玻璃钢锚杆，规格18X 1500mm，锚杆间、排 距为1000X 1000mm,帮部每排布置3根锚杆；采用塑料托盘紧固， 每根锚杆配套1根MSCK2360型树脂锚固剂，端头锚固。顶网采用金属网，规格为4mmX3800nmiX llOOmm,网格为100 X 100mm,网片搭接长度为100mm,每隔500inni用不小14#镀锌双根铁 丝扭结1道；帮网采用塑料网片。(3) 回风联巷开口段该段永久支护采用锚网支护。该段巷道为矩形巷道，断面：4. 8X2. 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(I 一 I

16、I)顶板。顶板：顶锚杆采用左旋无纵筋螺纹钢锚杆，规格4)20 X 2000mm, 锚杆间、排距为880X 1000mm,顶板每排布置6根锚杆；采用长X宽-14-X厚为150X 150 X 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。帮部：帮锚杆采用玻璃钢锚杆，规格18X 1500mm，锚杆间、排 距为1000X 1000mm,帮部每排布置3根锚杆；采用塑料托盘紧固， 每根锚杆配套1根MSCK2360型树脂锚固剂，端头锚固。顶网采用金属网，规格为4mmX4800mniX 1100mm,网格为100 X 100mm,网片搭接长度为100mm,每隔500mm用不小

17、14#镀锌双根铁 丝扭结1道；帮网采用塑料网片。（4）回风联巷该段永久支护采用锚网支护。该段巷道为矩形巷道，净断面：3. 8X2. 5m；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（I II）顶板。顶板：顶锚杆采用左旋无纵筋螺纹钢锚杆，规格4）20X 2000mm, 锚杆间、排距为880X1000nini,顶板每排布置5根锚杆；采用长X宽 X厚为150X 150 X 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。帮部：帮锚杆采用玻璃钢锚杆，规格（I）18 X 1500mm，锚杆间、排 距为1000X 1000mm,帮部每排布置

18、3根锚杆；采用塑料托盘紧固， 每根锚杆配套1根MSCK2360型树脂锚固剂，端头锚固。顶网采用金属网，规格为4mmX3800mniX 1100mm,网格为100 X 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；帮网采用塑料网片。第五章供电设计、电源-15-4一3煤上山回风顺槽联巷掘进动力用电来自4一3煤辅运大巷1#移动 变电站(KBSGZY-630/10KV/1140V),通过4*煤辅运大巷敷设至4* 煤东翼大巷回风顺槽，在4一3煤东翼大巷运输顺槽掘进工作面进风口 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

19、； 43煤上山运输顺槽联巷局部通风机专用电源 取自4点煤与3煤辅运巷交叉口 2#移动变电站(KBSGZY-315/1OKV/1140/660V)，备用电源取自煤辅运大巷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。二、供电负荷I、供电负荷统计4一3上山运输顺槽联巷掘进工作面供电负荷统计43上山运输顺槽联巷掘进工作面供电负荷统计序号设备名称型号数量额定电压(KV)额定功率(KW)备注1悬臂式掘进机EBZ-16011. 143252排水泵/1/风动3煤矿用深孔钻车ZDY1200LS11.

20、 14304局部通风机FBDNo-6. 021. 142X30一用一备5伸缩皮带DSJ80/40/2*5511. 142X556电滚筒皮带YZB/3711. 14377刮板输送机SGB620/40T11. 1555-16-总功率(KW)587II、供电系统图及短路电流整定计算1. 设备整定值：a、掘进机过载整定电流：169A短路整定电流：1352Ab、潜水泵过载整定电流：5A短路整定电流：40Ac、探水钻 过载整定电流：21A短路整定电流：126Ad、局部通风机过载整定电流：27A短路整定电流：162Ae、伸缩皮带过载整定电流：80A短路整定电流：480Af、电滚筒皮带过载整定电流：26A短路

21、整定电流：156Ag、刮板输送机过载整定电流：28A短路整定电流：168A2. 变压器整定公式：(1) 保护装置动作值的整定IPe二Uelcos cos= 0. 9(2) 过载整定la. o3INla. o一过载保护的动作电流值IN一单台或同时启动的多台电动机的额定电流A-17-(3) 短路保护la. sIN. stla. s一短路保护的动作电流IN. st单台或同时启动多台电动机的启动电流A3. 保护不同时启动的多台用的设备干线过载整定la. oNIcala.。一过载保护的动作电流值lea一线路的最大长时间工作电流A短路保护la. sIN. st+E IN. rela. s一短路保护的动作电

22、流IN. st启动电流最大一台或同时启动电流最大的多台电动机启 动电流AE IN. re一其余电动机额定电流之和A4. 变压器二次总馈电开关的整定过载整定la. o=I2N. Tla.。一过载保护的动作电流值I2N.T变压器二次侧额定电流A短路保护laIN. st+E IN. rela一短路保护电流值A-18-IN. st变压器所带负荷中启动电流最大的一台或同时启动电流最大的多台电动机启动电流AIII、4一3上山回风顺槽联巷掘进工作面供电负荷统计序号设备名称型号数量额定电压(KV)额定功率(KW)备注1悬臂式掘进机EBZ-16011. 143252排水泵/1/风动3煤矿用深孔钻车ZDY1200

23、LS11. 14304局部通风机FBDNo-6. 021. 142X30一用一备5伸缩皮带DSJ80/40/2*5511. 142X556电滚筒皮带YZB/3711. 14377刮板输送机SGB620/40T11. 1555总功率(KW)587IV、供电系统图及短路电流整定计算设备整定值：a、掘进机过载整定电流：169A短路整定电流：1352Ab、潜水泵过载整定电流：5A短路整定电流：40AC、探水钻过载整定电流：21A短路整定电流：126Ad、局部通风机 过载整定电流：27A短路整定电流：162A-19-e、伸缩皮带过载整定电流：80A短路整定电流：480Af、电滚筒皮带过载整定电流：26A

24、短路整定电流：156A1. 变压器整定公式：(1) 保护装置动作值的整定IPe=UeIcos 夕cos二季 0. 9(2) 过载整定la. o，INla.。一过载保护的动作电流值IN一单台或同时启动的多台电动机的额定电流A(3) 短路保护la. sIN. stla. s短路保护的动作电流IN. st一单台或同时启动多台电动机的启动电流A2. 保护不同时启动的多台用的设备干线过载整定la. o3Icala. o一过载保护的动作电流值lea一线路的最大长时间工作电流A短路保护la. sIN. st+E IN. rela. s短路保护的动作电流-20-IN. st启动电流最大一台或同时启动电流最大的

25、多台电动机启 动电流AE IN. re其余电动机额定电流之和A3. 变压器二次总馈电开关的整定过载整定la. o=I2N. Tla. o一过载保护的动作电流值I2N. T一变压器二次侧额定电流A短路保护laIN. st+EIN. rela一短路保护电流值AIN. st变压器所带负荷中启动电流最大的一台或同时启动电流 最大的多台电动机启动电流A第六章运输设计第一节运输能力计算一、掘进期间4一3煤4煤运回联巷掘进工程量小，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：鉴于本掘进区域运途短，巷道简单，因掘进期间巷道兼物料运输 通道，故掘进期间不能采用皮带运输，本设计采用防爆铲车出渣。二

26、、运输能力计算-21 -采用EBZ-160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，局部区域为煤层。掘进区域；循环渣量为：lX5.2X3.4=18ni3；采用ZL20EFB防爆铲车，运距0160m；两班生产，三班出渣， 每天进尺4m,渣量为72m3 , 一次运量为1. 4寻，贝上724-1.4=51 次，每班运料513=17车，满足掘进期间出渣需求。第七章通风设计第一节掘进风量计算4一3煤4一2煤运回联巷相关巷道掘进工作面通风方式：压入式通 风。1. 运输联巷掘进迎头：新鲜风：局扇一4一3煤东翼大巷运输顺槽一巷道掘进迎头；乏风：巷道掘进迎头一4 3煤东翼大巷运输顺槽一2

27、煤东翼辅运 大巷一 4 2煤东翼回风大巷一回风斜井一地面。2. 回风联巷掘进迎头：新鲜风：局扇一4一3煤东翼大巷运输顺槽一煤东翼大巷切眼一 巷道掘进迎头；乏风：巷道掘进迎头一4 3煤东翼大巷切眼一煤东翼大巷运输 顺槽一 4煤东翼辅运大巷一 4煤东翼回风大巷一回风斜井一地面。掘进工作面风量计算原则-22 -4一3煤4煤运回联巷在施工过程中采用压入式通风，最长供风 巷道为回风联巷，全段长1713.63m。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

28、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二lOOXkdXq 掘二 100X0. 13X1. 75=22. 75m7min式中：q掘一掘进工作面瓦斯绝对涌出量0. 13m3 /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二67 qhc khc-67 X 0. 35 X 1. 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. 35m3/min；khc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，

29、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。-23 -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，m7inino4）风速验算按最低风速验算：Q 最低=15S=15X9. 5=142m3/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. 25m3/s （15m3/min）；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 9. 5m2o5）工作面辅助运输选用1台防爆装载机额定功率：55kW

30、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220m3 /mino所以，4一3煤4一2煤运回联巷掘进工作面需风量取上述最大值220m3/min按最高风速验算：Q 最高二240S=240X9. 5=2280m3/min220m3 /min-24 - 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 9. 5m2o6) 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220m3/mino3、

31、局部通风机的选型以掘进工作面计算需要风量队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二220/(1-0. 02)1225m7min式中：QaL局部通风机需要吸风量，mVmin；Qm掘进工作面需要风量，取220m：7min (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,m二 1, 2, -4),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. 5-25 -前舌河西联办煤矿地处陕北侏罗纪煤田神木北部矿区柠条塔井田中东部，该矿 为神木县煤炭资源整合矿井之一

32、，属单井整合（改扩能）矿井。一水平设在4 煤层，2匕3 4一3均设辅助水平，二水平设在5”煤层，全井田按煤层划分为4 个盘区，分别为221、311、41、521盘区，2”煤全区不可采；煤于2009年全 部采空；4一2煤于2019年采空，现仅剩4煤大巷需回采；4一3煤除正在回采43104 综采工作面，及大巷回采工作面，其他区域全部采空。根据本年度采掘接续计划，为保证矿井采掘接续的正常进行，在尸煤层排 水系统未形成前需继续利用原有的4一3煤南翼排水系统，以保证矿井在采掘期间 的系统可靠和完善，特对煤南翼排水点利用进行设计，以保证矿井接续正常。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

33、, 确定施工时选用两台FBD-No6. 0/ 2X22kW型对旋轴流式局部通风机 详细参数见下表。FBD-No6. 0/ 2 X 22kW型对旋轴流式局部通风机详细参数型号FBD-N06. 0/ 2X22kW型转速(r/min)2940配用功率(KW)2X22额定电压(V)380/660/1140风量(nrVmin)525310全压(pa)6155460比A声级(dB)22采用单风机(一备一用)供风，配1)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。2.风筒吊挂及标准风筒选用直径800nrni的抗静电阻燃风筒。(1) 距帮不得大于300mm。距顶板200-30Omn

34、i,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。(2) 风筒口到掘进工作面的距离不得大于511)。(3) 风筒搭接要反压边，接头要严密，无破口，无反接头。通风路线:第二节通风路线-26 -1. 运输联巷：副斜井（主斜井）一4-2煤车场一4一2煤东翼辅运大 巷一局部通风机一 43煤东翼大巷运输顺槽一掘进工作面一 4*煤东翼 大巷运输顺槽一 4煤东翼辅运大巷一 4煤东翼回风大巷一回风斜井2. 回风联巷：副斜井（主斜井）一煤车场一4煤东翼辅运大 巷一局部通风机一 43煤

35、东翼大巷运输顺槽一 煤东翼大巷切眼一掘 进工作面一 3煤东翼大巷切眼一 W煤东翼大巷运输顺槽一 4一2煤东翼 辅运大巷一 4煤东翼回风大巷一回风斜井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4*煤4煤运回联巷掘 进期间的安全需求。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

36、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）；满足尸煤4”煤运回联巷掘进 期间的安全需求。三、压风自救系统-27 -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42 煤联巷进入采掘作业地点。四、供水施救系统本矿供水施救

37、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 (6159X4.5)型无缝钢管；大巷采用 DN100 (6108X4)型无缝钢管；掘进工作面支管采用DN50(657X 3.5)型无缝钢管。五、通信联络系统本矿已安装0X-880型数字程控调度总机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4一3煤4一2煤运回联巷掘进期间的通信要求。六、紧急避险系统4一3煤4点煤运回联巷距地面超过1000m,故在4一3煤东翼大巷运 输顺槽1000m处设置自救器补

38、给站，人员经过1次自救器接续，能够 安全撤离至地面。七、压风、供水及排水管路安装标准-28 -(1) 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DNlOOmm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。(2) 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，吊挂锚杆距巷道底板不小于1.6m,管路吊挂要平直。(3) 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

39、范围内使用025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，o(4) 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。(5) 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6项风险进行评估，确定重大风险0项、较大风 险4项、一般风险2项，低风险0项。详见表1。表1风险评估表分

40、类风险描述风险评估LECD风险等-29 -级顶板1.掘进期间，可能存在顶板破碎，可能存在顶 板垮落风险；6315270较大风 险2.掘进贯通期间，可能存在断面过大，可能存 在顶板垮落风险；6315270较大风 险煤尘3.掘进期间，可能除尘不彻底，可能存在积尘 超限风险；3315135一般风 险火4.掘进期间，电器设备长时间负荷，可能存在 电器火灾风险；3615270较大风 险生产 系统5.铲车出渣过程中，可能存在风险；321590一般风 险6.掘进贯通时，可能存在风量调整不合理或风 量调整工作滞后，可能存在风险6315270较大风 险管控措施见附表。第十章安全技术措施一、顶板管理及安全技术措施

41、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。-30- 敲帮问顶时要停止附近运转的机器，避免声音干

42、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。 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、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

43、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、临时避难酮室时最大控顶距1. 3m,循环进度Im。 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。-31 - 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

44、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lOOm后1次/周。 矿压监测的主要内容巷道煤岩体顶板离层