1、吉林省珲春矿业（集团）有限责任公司富强煤矿（原城西煤矿）恢复建设工程初步设计修改安全专篇长春煤炭设计研究院二零一二年九月吉林省珲春矿业（集团）有限责任公司富强煤矿（原城西煤矿）恢复建设工程初步设计修改安全专篇工 程 编 号 ： AZ1020G工 程 规 模 ： 0.9Mt/a院 长 ： 宋子玉总 工 程 师 ： 薛建志项目负责人：郑相春长春煤炭设计研究院二零一二年九月参加审定人员名单专 业 姓 名 职 务 职 称给排水 宋子玉 院 长 高级工程师采 矿 史首业 副院长 高级工程师机 械 王继成 高级工程师暖 通 戴丽娟 室主任 高级工程师参加审查人员名单专 业 姓 名 职 务 职 称采 矿 张
2、忠祥 室主任 高级工程师电 气 李起伟 室主任 助理工程师机 械 王继成 高级工程师暖 通 戴丽娟 室主任 高级工程师经 济 徐 智 室主任 高级工程师编制人员名单专 业 姓 名 职 务 职 称采 矿 张忠祥 室主任 高级工程师采 矿 史钟琦 助理工程师采 矿 武春阳 助理工程师采 矿 郑相春 助理工程师采 矿 苏国星 助理工程师四大件 孙立春 室副主任 高级工程师四大件 刘天元 助理工程师机 械 张庆利 工 程 师机 械 冯斯亮 助理工程师电 气 李起伟 室主任 助理工程师给排水 李丹丹 室副主任 工 程 师暖 通 戴丽娟 室主任 高级工程师暖 通 潘亚坤 工 程 师经 济 侯添峰 室副主任
3、 工 程 师经 济 曹景芝 高级工程师目 录前 言 1一、矿井初步设计概况 1（一）开拓开采系统 .1（二）通风系统 .4（三）供电系统 .7（四）提升、排水及压风系统 .7（五）运输系统 .11（六）给排水及暖通 .12（七）概算投资 .12二、紧急避险系统和压风自救系统修改补充 12三、安全措施 21（一） “一通三防”措施 .21（二） 大巷支护 .21（三）防治水措施 .21附录：1. 委托书；2. 关于珲春矿业（集团）公司富强煤矿恢复建设安全专篇的批复。附件：1. 机电设备及器材修改汇总表。1前 言珲矿公司富强煤矿恢复建设项目，于 2011 年 8 月 3 日经吉林省发展和改革委员会
4、以吉发改协调2011876 号文关于珲春矿业集团富强煤矿恢复建设项目开展前期工作批复准予立项，2011 年 9 月由长春煤炭设计研究院编制完成珲春矿业（集团）有限责任公司富强煤（原城西煤矿）恢复建设工程初步设计 ，同年10 月编制完成了珲春矿业（集团）有限责任公司富强煤矿（原城西煤矿）恢复建设工程初步设计安全专篇 ，2011 年 10 月 26 日吉林省能源局以吉能煤炭2011337 号文件对初步设计进行了批复，吉林煤矿安全监察局以吉煤安监一发2011194 号文件对 安全专篇进行了批复。该项目于 2011 年 11 月 25 日开始恢复建设，建设单位本着设计合理、系统优化和节约适用、高产高效
5、的原则，提出设计修改。结合实际揭露的煤层赋存条件及设备订货情况，本着充分开发利用有限的煤炭资源的原则。提出对原初步设计进行修改。我院针对建设单位提出的修改意见，对初步设计开拓开采系统进行了优化，主要是采用机轨合一大巷布置方式，减少开拓工程量，缩短工期；对首采区位置进行了调整，同时根据机电设备订货厂家型号的变化对机电设备进行了调整，修改设计于 2012 年 9 月 18 日经吉林省能源局已吉能煤炭2012277 号文件审批，同意设计修改内容。为此，根据初步设计修改内容对原设计安全专篇进行相应修改补充。根据珲矿公司提供的资料， “矿井恢复建设过程中通过各种资料的综合分析，实际揭露煤层赋存条件发生了
6、变化，构造复杂，矿井涌水量发生了较大变化，矿井水文地质条件由复杂变为中等（见附件） ”。原设计紧急避险系统供氧方式为自备氧系统，按富强煤矿要求改为专用管路供氧方式，因此相应修改补充紧急避险系统和压风自救系统，同时建议建设单位对初步设计再次修改。未涉及的内容仍按原安全专篇执行。2一、矿井初步设计概况（一）开拓开采系统1.原设计在 24 勘探线附近沿着 24 勘探线布置三条大巷，-300m 皮带大巷、-300m 运输大巷和-290m 回风大巷。根据建设单位意见将 -300m 皮带及运输大巷改为机轨合一巷道，减少一条大巷，设计断面由原 8.2m2 修改为 16.3m2，采用锚网喷支护。-290m 回
7、风大巷为专用回风巷，设计该大巷净断面 12.3m2（未变） ，采用锚网喷支护。2.副斜井和风斜井为利用原有斜井，井筒断面的净宽均为 2.6m。原设计为满足升降设备需要，将原井筒净宽分别扩为 3.0m 和 2.8m。建设单位根据实际订货设备情况提出不需要扩大即可满足矿井的生产需求，经核实，同意不扩断面的修改方案。3.除井底车场、主要运输巷道铺设 30kg/m 钢轨外，其余巷道铺设修改为22kg/m 钢轨，巷道坡度为 5。原设计均为 30kg/m 钢轨。4.原设计投产工作面布置在 23 层和 21 层，掘进工作面为 2 个煤层综掘，2 个岩石综掘，2 个岩石普掘。修改为在 32 号煤层装备两个综合
8、机械化采煤工作面，配备四个煤层综掘工作面，两个岩石普掘工作面。采掘设备变更见机电设备及器材修改汇总表。两个投产回采工作面分别变更为北一采区的 N13201 和 N13202，详见“采区巷道布置及机械配备平面图” 。5.工作面生产能力A1=NLL1MrCK=33042（0.612）2.51.440.950.90=30.7 万 t/aA2=NLL1MrCK3=33070（0.612）2.51.440.950.90=51.2 万 t/a掘 进 出 煤 按 照 10%的 比 率 ， 则 ：A=（ A1+ A2）11 0%=90.1 万 t/a式 中 A年 产 量 ；N年 工 作 日 ， t； L工 作
9、 面 平 均 长 度 ， m；L1工 作 面 平 均 日 进 度 ， m/d；M平 均 采 高 ， m； 现 场 提 供 的 煤 层 揭 露 的 实 际 厚 度 为 2.5m。r煤 的 容 重 ， t/m3；c工 作 面 回 采 率 ；k采 煤 工 作 面 正 规 循 环 率 ， 0.9。达 到 生 产 能 力 时 工 作 面 特 征 表 采 区 煤层工作面 工作面装备 平均采高（m ）长度（m）年进度（ m）年生产能力（万t）北一采区 N13201 综合机械化 2.5 42 2138.4 30.7南一采区 N13202 综合机械化 2.5 70 2138.4 51.26.工作面液压支架基本支
10、架型号由 ZY2800/10/23 变更为 ZY3800/13/33，支架承受荷载：P=89.8SMcos=89.8（41.5）2.42.5cos10 =2779.2kN3800kN式中 P支架承受的荷载，kN;S支架支护的顶板面积，m 2;顶板岩石视密度，t/m 3;M采高，m;煤层倾角， （） 。4所以液压支架变更为 ZY3800/13/33 较为合理。7.井巷工程量由 于 开 拓 系 统 的 调 整 ,本 井 移 交 生 产 时 井 巷 工 程 量 为 11929m/163633m3， 原设 计 为 15817m/226162m3。（二）通风系统矿井通风方式不变，新鲜风流由地面经主、副立
11、井入井，经车场、运输及皮带石门，再经皮带大巷，最后到运输顺槽进入回采工作面。乏风沿回风顺槽至回风大巷，经回风斜巷到副、风斜井排至地面。矿井风量进行了调整。1.风量计算按分别法计算矿井所需风量，计算公式为：Q=（Q 采 Q 掘 Q 硐 Q 其它 ）K式中 Q 采 回采工作面需风量之和，m 3/s；Q 掘 掘进工作面需风量之和，m 3/s；Q 硐 独立通风硐室需风量之和，m 3/s；Q 其它 其它巷道需风量之和，m 3/s；K矿井通风系数，根据采矿工程设计手册取 1.15。（1）回采工作面Q 采 需风量按工作面温度计算根据以往开采实践，井下巷道温度一般不超过 15，综采工作面加上设备的散热，环境温
12、度不超过 20。按照气温与风速的对应关系，采煤工作面适宜风速取 1.0m/s。Q 采 =60VcScKi=601.0121.2=864m3/min式中 Vc回采工作面适宜风速， 1.0m/s；Sc综采工作面平均有效断面,取 12m2；5Ki工作面长度系数，取 1.2。 （考虑接续工作面的长度选取）本矿井 2 个综采工作面，风量为Q 采 =1728m3/min。按工作人员数量计算Q 采 =4nc=4141=564m3/min式中 4每人每分钟供给的最低风量，m 3/min；nc采煤工作面同时工作的最多人数。按风速验算根据煤矿安全规程规定，回采工作面最低风速为 0.25m/s，最高风速为4m/s
13、的要求进行验算。.最低风速Q 采 =15Sc=1512.0=180m3/min.最高风速Q 采 =240Sc=24012.0=2880m3/min式中 Sc回采工作面平均有效断面，m 2。经验算符合风速要求，因此矿井每个采煤工作面需风量为 864m3/min。（2）掘进工作面Q 掘 需风量综掘工作面按局部通风机实际吸风量计算需要风量Q 掘 =QfIKf=18011.2=216m3/min普掘工作面按局部通风机实际吸风量计算需要风量Q 掘 =QfIKf=45011.2=540m3/min式中 Qf掘进面局部通风机额定风量，m 3/min；I掘进面同时运转的局部通风机台数，1 台；Kf为防止局部通
14、风机吸循环风的风量备用系数，取 1.2。6本矿井 6 个掘进工作面，风量为Q 掘 =42162540=1944m 3/min。（3）独立通风硐室风量计算井下爆破材料发放硐室 150m3/min，采区变电所 120m3/min，永久避难硐室一180m3/min，永久避难硐室二 150m3/min。 Q 硐 180+1502+120=600m 3/min。（4）井下其它风量计算矿井其它风量按Q 采 Q 掘 Q 硐 的 5%计算。Q 它 =（Q 采 Q 掘 Q 硐 ）5%=（17281944+600） 5%=213.6m3/min（5）矿井总风量Q=（Q 采 Q 掘 Q 硐 Q 它 ）K=（1728
15、1944 600213.6）1.15=5158.44m3/min86 m 3/s（6）矿井风量分配根据初后期矿井开拓布置方式，进行井下各用风地点的风量分配，并将 Q 其他按比例分配到各用风地点，见下表。风量分配表单 位 m3/s2.负压及等积孔计算负压计算见通风阻力计算表。矿井等积孔：独立通风硐室 合计用风地点采煤工作面普掘工作面综掘工作面 永久避难硐室一永久避难硐室二采区变电所火药发放硐室Q 17.22 102 4.654 3.5 3.0 3.0 3.5 867A 初 = 初 初hQ19.= 12.57386=2.58m2A 后 = 初 初.= 6.9=2.32m23.通风机由于井下巷道及采
16、掘工作面的变化，矿井的风量及通风阻力有所变化。矿井初后期风量变为 86m3/s，矿井初期通风阻力为 1573.12Pa、后期通风阻力为1937.61Pa，经核算原设计利用集团公司已有的 BDK-10-25（2250kW）型防爆对旋轴流式通风机二台，一台工作，一台备用，电压 6kV，满足要求。（三）供电系统供电设备变更情况见机电设备及器材修改汇总表。（四）提升、排水及压风系统1.主立井提升设备初步设计选用的落地式多绳摩擦式提升机型号为 JKMD-34（）E 型一台，配备 Z 系列低速直联直流电动机一台，功率 1000kW，电压 850V，转数48r/min，8富强煤矿初期通风阻力计算表顺序 地点
17、支护形式 a10-4 L(m) P(m) S(m2) Q(m3/s) H(pa) S3(m6) Q2(m6/s2) v(m/s)1 副井井筒 砼 440 332 18.8 25.8 74 87.57 17173.51 5476.00 2.87 2 -300井底车场 锚喷网 60 300 13.4 12.3 55.72 40.24 1860.87 3104.72 4.53 3 -300m 集中轨道石门 锚喷网 60 500 13.3 12.2 55.72 68.22 1815.85 3104.72 4.57 4 -300m 集中轨道石门 锚喷网 60 473 13.3 12.2 52.22 56
18、.68 1815.85 2726.93 4.28 5 -300m 集中轨道石门 锚喷网 60 110 13.3 12.2 42.72 8.82 1815.85 1825.00 3.50 6 -300m 皮带大巷 锚喷网 100 116 15.5 16.3 43.7 7.93 4330.75 1909.69 2.68 7 北13201 运输顺槽 锚网 120 1600 13.0 10.0 17.2 73.84 1000.00 295.84 1.72 8 工作面 支架 310 180 16.2 14.0 17.2 9.75 2744.00 295.84 1.23 9 北13201回风顺槽 锚网 1
19、20 1800 13.0 10.0 17.2 83.07 1000.00 295.84 1.72 10 -300m 回风斜巷 锚喷网 100 550 14.8 15.2 82.5 157.76 3511.81 6806.25 5.43 11 风斜井 砼 100 900 9.3 6.0 43 716.49 216.00 1849.00 7.17 12 风硐 砼 40 60 8.5 6.4 86 57.56 262.14 7396.00 13.44 13 小计 1367.93 14 局部阻力（15% ） 205.19 合计 1573.12 9富强煤矿后期通风阻力计算表顺序 地点支护形式 a10-4
20、 L(m) P(m) S(m2) Q(m3/s) H(pa) S3(m6) Q2(m6/s2) v(m/s)1 副井井筒 砼 440 332 18.8 25.8 74 87.57 17173.51 5476.00 2.87 2 -300井底车场 锚喷网 60 300 13.4 12.3 55.72 40.24 1860.87 3104.72 4.53 3 -300m 集中轨道石门 锚喷网 60 1083 13.3 12.2 55.72 147.77 1815.85 3104.72 4.57 4 -300m 南翼皮带大巷 锚喷网 100 2400 15.5 16.3 42.72 156.76 4
21、330.75 1825.00 2.62 5 运输顺槽 锚网 120 1800 13.0 10.0 17.2 83.07 1000.00 295.84 1.72 6 工作面 支架 310 180 16.2 14.0 17.2 9.75 2744.00 295.84 1.23 7 回风顺槽 锚网 120 1800 13.0 10.0 17.2 83.07 1000.00 295.84 1.72 8 -290m 南翼回风大巷 锚喷网 100 2400 13.3 12.3 26.5 120.46 1860.87 702.25 2.15 9 -300m 回风斜巷 锚喷网 100 635 14.8 15.
22、2 82.5 182.14 3511.81 6806.25 5.43 10 风斜井 砼 100 900 9.3 6.0 43 716.49 216.00 1849.00 7.17 11 风硐 砼 40 60 8.5 6.4 86 57.56 262.14 7396.00 13.44 12 小计 1684.88 13 局部阻力（15%） 252.73 合计 1937.61 10最大提升速度 7.536m/s。现到货设备只是型号不一致，型号为 JKMD-34Z，设备参数和原设计一致，满足要求。原设计主立井提升机电动机冷却风机配 4-72-1112C 型 1 台，现配LKP560L-4 型冷却风机
23、2 台，满足要求。2.副立井提升设备副立井利用原有井筒和井塔，采用原有的提升方式，选用与原有井筒、井塔配套的提升设备及设施。因此初步设计选用与原设计同型号的 JKM-1.854（）型井塔式多绳摩擦式提升机, 速比为 10.5，配 Z 系列直流电动机一台，功率 500kW，电压 440V，转速 705r/min，最大提升速度 6.5m/s。现到货设备参数和初步设计稍有不同，即减速器速比为 10.154，电动机电压660V，因此副立井最大提升速度为 6.72m/s，经核算满足要求。3.副斜井提升设备初步设计副斜井提升设备型号为 JK-3/20E 型单绳缠绕式提升机，行星齿轮减速器速比为 30，最大
24、提升速度 3.69m/s。现到货设备型号标法与原设计标法不一致，型号为 JK-3X2.2E 型单绳缠绕式提升机，行星齿轮减速器速比为 31.37，因此副斜井最大提升速度为 3.53m/s，设备其他参数不变，满足要求。初步设计提升钢丝绳为 6V18+Fc 型，现改为 6V19+FC 型，但钢丝绳的力学性能参数一致，满足要求。4.排水设备主、副立井筒井底水集中于主井井底，井底水窝水泵变为 BQS100-100/2-55N 型水泵两台，电动机功率 55kW，电压 1140V，其中一台工作，一台备用。5.压缩空气管路系统压风（自救）系统管路为无缝钢管，原设计主干管为 D1596mm，分干管为 D108
25、4mm，分管为 D894mm、D764mm 和 D573.5mm。主干管、分干管不变，分管改为 D573.5mm。 以上设备型号见机电设备及器材修改汇总表。11（五）运输系统1.井下运输设备由于采矿设计的变更，根据设计需要，现对-300m 集中运输石门、-300m 北翼运输大巷和-300m 北翼运输大巷的带式输送机作出如下调整。（1）-300m 集中运输石门带式输送机输送带：钢丝绳芯胶带 ST1250（阻燃） ；电动机：P=2 132kW；减速器：H3SH-7-31.5-1；制动器：YW710-2000；拖动方式：软启动选用变频调速。修改为：输送机：DSJ100/63/2200 型带式输送机，
26、电动机：P=2200kW，减速器：M3RSF70，拖动方式：软启动。（2）-300m 北翼运输大巷带式输送机输送带：钢丝绳芯胶带 ST1250（阻燃） ；电动机：P=2 132kW；减速器：H3SH-7-31.5-1；制动器：YW710-2000；拖动方式：软启动选用变频调速。修改为：输送机：DSJ100/63/290 型带式输送机；电动机：P=290kW；减速器：JS75（ DSJ-150） ；拖动方式：软启动。（3）-300m 南翼运输大巷带式输送机输送机：钢丝绳芯胶带 ST1250（阻燃） ；电动机：P=2 175kW；减速器：H3SH-7-31.5-1；制动器：YW710-2000；拖
27、动方式：软启动选用变频调速。修改为：输送机：DSJ100/63/290 型带式输送机；电动机：P=290kW；减速器：JS75（ DSJ-150） ；拖动方式：软启动。2.主井井底装载设备根据现场实际到货情况，井底煤仓下口选用两台型号为 GLDB/7.5/S 甲带给料机。运输巷内选用两台 DT（A）型装载带式输送机，装载带式输送机的带宽 B=800mm，长度 L=21.148m，速度 v=2.5m/s，功率 P=18.5kW。12修改为：井底煤仓下口选用两台型号为 GLD2000/5.5/S 甲带给料机。运输巷内选用两台 DSJ100/63/125 型装载带式输送机，装载带式输送机的带宽B=1
28、000mm，长度 L=21.148m，速度 v=2.5m/s，功率 P=22kW。修改后矿方需对主井井底装载巷道进行调整，保证设备安装后满足煤矿安全规程和煤炭工业矿井设计规范的要求。3.主井井口给料设备主井井口受煤仓下选用 GLDB/7.5/S 型甲带给料机。修改为：受煤仓下选用 GLD2000/5.5/S 型甲带给料机。4.副井提升容器选用型号为 T77-301.1 型单层双车罐笼。修改为：选用型号为 GDG1/6/1/2 型单层双车罐笼。 5.地面辅助设施根据现场实际需要，矿井修理厂设备变化见“机电设备及器材修改汇总表” 。（六）给排水及暖通由于工作制度的调整及人员结构的变化，经计算，原设
29、计日用消防水池由1300m3 改为 1000m3，建设单位同意将原有 800m3 水池改造为 1000m3 日用消防水池。其他设备方面的变化见“机电设备及器材修改汇总表” 。（七）概算投资原设计项目建设投资为 76684.85 万元，修改后本项目建设投资为 74206.93万元，其中：井巷工程投资 15543.57 万元，地面建筑工程投资 4322.62 万元，设备及工器具购置费投资 15815.98 万元，安装工程投资 5159.88 元，工程建设其它费用投资 29394.84 万元，工程预备费 3970.05 万元。二、紧急避险系统和压风自救系统修改补充（一）井下紧急避险系统131.设计方
30、案选择根据吉林省珲春矿业（集团）有限责任公司的意见，按照安监管煤装201215 号国家安全监管局 国家煤矿安监局 关于煤矿井下紧急避险系统建设管理有关事项的通知 ，该矿井下紧急避险系统建设采用避难硐室专用管路自救器的避险方式。2.永久避难硐室（1）硐室位置原设计永久避难硐室的位置在矿井-300m 集中运输石门和-300m 回风斜巷之间建设永久避难硐室一，-290m 北翼回风大巷和-300m 北翼皮带大巷之间建设永久避难硐室二；现将硐室位置变更为：在井下原火药库附近新建永久避难硐室一，在采区变电所附近新建永久避难硐室二，共计两个永久避险硐室，服务年限均为整个矿井生产期间。由于首采面的顺槽长度低于
31、 1000m，取消原移动救生舱的设计。（2）硐室尺寸变更为：永久避难硐室一过渡室尺寸硐室过渡室尺寸，设计净长度 2.0m、宽度 3.0m、净面积为 6.0m2；过渡室与生存室连接段过渡室与生存室连接段长度取 0.6m，宽度 3.0m。生存室尺寸硐室长度为 39m，宽度为 3.0m，净高 2.8m，有效使用面积为392.8=109.2m2，可满足 70 人的避险要求。永久避难硐室二过渡室尺寸硐室过渡室设计尺寸，设计净长度 2.0m、宽度 4.0m、净面积为 8.0m2；14过渡室与生存室连接段过渡室与生存室连接段长度取 0.6m，宽度 4.0m。生存室尺寸硐室长度为 29m，宽度为 4.0m，净
32、高 3.5m，有效使用面积为294.0=116m2，可满足 53 人的避险要求。（3）硐室主要配置变更避险硐室生存条件保障为矿井生产系统管线和专用管线供给生存方式。生产系统管线主要包括接入硐室内的装备和进入硐室前与生产系统连接的采取直埋保护的管线。专用管线供给生存条件主要包括接入硐室内的紧急避险装备和从地面经井筒到井底车场，进入永久避难硐室，为硐室提供电源、水、氧气、通讯的专用管路。（4）避险硐室整体设计概述永久避难硐室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。在灾变期间，矿井安全生产所用的各大系统可能遭到破坏，所以在矿井工业场地内设
33、置控制中心、供给中心、指挥中心。利用从地面通往井下的专用管路连接永久避难铜室，在专用管路内设置各个系统的管线，实现对硐室的供气、供水、监测、人员定位和通信联络。避险专用管路系统集成了用于避险指导及避险的监测监控、人员定位、通信联络、压风自救、供水施救等系统的综合功能，并与矿井的正常生产过程中的使用的相关系统相对独立。其组成主要包括各类传感器、传输分站、通讯接口、专用管路、地面主机及指挥系统等，专用管路内布设压风、供水及监测监控、人员定位、通信联络等管线，以实现对这些管线的有效保护。功能设计1）避难硐室监测监控系统a 安全生产监测监控系统15在避难硐室内外各设一个 KJ19N 监控分站，避难硐室
34、内分站连接氧气、一氧化碳、甲烷、二氧化碳、温度、湿度传感器；在避难硐室外检测分站连接氧气、甲烷、一氧化碳、二氧化碳传感器。分别对避险硐室内外的环境参数进行实时监测，避险硐室设置的监控分站与矿调度室安全监控、监测系统相连，调度室的监控主机可对避险硐室室内外环境参数进行实时监测。为防止发生事故后，损坏监控线路，影响监测监控系统正常运行，保证安全监控系统数据实现连续监测，永久避难硐室内铺设两条监测监控传输线路与井下主干线相连，两条传输总线分别从避难硐室的两端引入，当一条线路损坏时以保证另一条线路连续监测。监控电缆穿 G32 镀锌钢管预埋方式铺设在巷道底板中，埋深不小于 0.5m，硐室外埋管保护长度不
35、小于 20m，以保障安全监测监控数据传输的安全。b 专用管路监测监控系统避难硐室内专用管路监测监控系统不同于现有日常安全生产所用的监测监控系统，管线布置在专用管路中，用于对灾变期间的相关参数变化进行连续监测，从而指导决策指挥人员对事故进行分析和判断，有效解决人员在灾变情况下快速安全升井的问题。2）避难硐室人员定位系统a 安全生产人员定位系统在井下避难硐室入口及出口各设 1 个 KJ241-F 型煤矿用本安型读卡器，并就近与六区的人员定位系统相连。井人员定位系统能实时监测进出避险硐室的情况。为提高人员定位系统通信功能运行的安全可靠性，设计两条监控电缆分别从避难硐室的两端引入，形成环路线路传输方式
36、，以防止发生事故后，损坏监控线路，影响人员定位系统的实时监测。监控电缆进入硐室通过穿 G32 镀锌钢管预埋方式铺设在巷道底板中，埋深不小于 0.5m，硐室外埋管长不小于 20m。b 专用管路人员定位系统避难硐室内专用管路人员定位系统不同于现有日常安全生产所用的人员定位系统，管线布置在专用管路中，用于对灾变期间永久避难硐室内外的人员移动情16况进行监测，为矿工快速安全升井提供帮助。3）避难硐室通信联络系统a 安全生产通信联络系统在井下避难硐室内设直通矿调度室的电话，并就近与井下电话通信线路相连，并穿钢管保护埋设在巷道底部引至永久硐室内，硐室外埋管长度不小于20m，埋深不小于 0.5m。在各个避难
37、硐室内设置调度电话一部，直通矿井调度室的固定电话一部，采用煤矿用隔爆兼本质安全型电话机，以保证地面与永久避难硐室的通信联络。为确保矿井通信设施更加安全可靠应加配无线通信电话机。b 专用管路通信联络系统避难硐室内专用管路通信联络系统不同于现有日常安全生产所用的通信联络系统，管线布置在专用管路中，用于对灾变期间井上人员对井下遇险人员进行避险指导，实现井下人员快速升井。4）避难硐室压风自救系统a 安全生产压风自救系统在压风管路上用三通引出一管路进入避难硐室，按规定避难硐室内设有能够满足人员避险需要的自救装置，自救装置零部件的连接应牢固、可靠。引入避难硐室前 20m 的压风管路埋设于巷道底板中，埋深
38、0.5m，确保在灾变发生时不被破坏，管路敷设要牢固平直。用 D108mm（D89mm）管路把压缩空气引入永久避难硐室，在第一道门和第二道门之间（即过渡室） ，用异径三通引出 D57mm 管路和过渡室内的专用供气管路相连接，然后接到压缩空气幕和压气喷淋装置上。进入生存室内的 D108mm（D89mm）管路，用三通及异径管引出两条 D32mm 管路，分别连接硐室内压风自救装置并设手动闸阀，要满足硐室内人员使用，并确保操作简单方便。17在生存室内 D108mm（D89mm）管路上，用异径三通接 DN65mm（DN50mm）阀门，在避难硐室的门墙上方设有单向排气管，设手动单项闸阀，确保室内废气排出，且
39、有毒有害气体不得进入。b 专用管路压风自救系统避险压风自救系统不同于现有的生产压风自救系统。煤矿发生灾变，现有的压风系统可能遭到破坏，无法在灾变期间为井下遇险人员提供生存条件。专用管线内的压风自救系统，能够抵御井下灾害事故的破坏，为井下遇险人员提供生存保障条件。5）避难硐室供水施救系统a 安全生产供水施救系统依据煤矿井下安全避险“六大系统”建设完善基本规范（试行） 要求，结合矿井目前供水施救情况，供水管与井下消防洒水系统的主管路连接，接入避难硐室，保证事故救援时能够为避难硐室专门供水。避难硐室内设置供水管路，接入避难硐室的管路为 D383.5 无缝钢管，进入避难硐室后用异径三通分为两条 D32
40、3 管路，使避难硐室内供水管路双向设置，并在管路上安装手动阀门，水量及水压能满足避险时的需要。压风自救装置处设置供水阀门，接入避难硐室前 20m 供水管路要埋设于巷道底板中，埋深 0.5m。矿井供水施救系统应能在紧急避险情况下为避险人员供水，并能为在紧急情况下输送营养液创造条件。b 专用管路供水施救系统专用管路供水施救系统不同于现有生产中的给水系统，煤矿现有的给水系统主要是针对生产过程中洒水喷淋使用，一旦发生灾变，现有的给水系统可能会遭到破坏，无法在灾变期间为井下遇险人员提供生存用水。而专用管路供水施救系统布置在有效保护的专用管路内，能够抵御井下灾害事故的破坏，可为井下遇险人员提供生存用水。1
41、86）供气系统根据安监管煤装201215 号国家安全监管局 国家煤矿安监局 关于煤矿井下紧急避险系统建设管理有关事项的通知：专用管路供氧方式是指从地面通过井巷或钻孔布设具有有效保护的专用管路至避难硐室，通过专用管路为避难硐室供给氧气（空气） ，并可借助该管路实现通风、供电、通信等功能。a 氧气供给永久避难硐室采用二级供氧系统，即井下压风管路供氧，专用管路供氧。通常情况下在发生灾变时，优先采用井下压风管路供氧；若井下压风管路系统中断或灾变时遭到破坏，可立即启动专用管路供氧系统；井下压风管路系统及专用管路供氧均采用弥散式供气方式。b 空气幕、压气喷淋装置将就近引入避难硐室的生产用的压风自救管路，在
42、第一道门和第二道门之间（即过渡室）用异径三通引出 D57mm 管路和过渡室内的专用供气管路相连接，然后接到压缩空气幕和压气喷淋装置上，空气幕和压气喷淋装置安装在两端防护密闭门处，是阻隔逃生人员进入避险硐室时有毒有害气体的进入，采用压缩空气作为动力，系统的启动与硐室密闭门相连动，密闭门打开时，在门口形成空气幕和压气喷淋。若井下压风管路系统中断或灾变时遭到破坏，可立即启动与气幕和压气喷淋装置相连接的专用管路系统，阻隔逃生人员进入避险硐室时有毒有害气体的进入。c 空气循环在生存室内的压风管路上设置 DN50mm 阀门，打开阀门进行空气循环，通过避难硐室的门墙上方设置的 D57mm 单向排气管，设手动
43、单向闸阀，确保室内废气排出。另外整个避难硐室内要始终保持不低于 100Pa 的正压，防止有毒有害气体的渗入。若井下压风管路系统中断或灾变时遭到破坏，可立即启动专用管路系统19供氧（空气） ，采用弥散式供气方式。并通过排气管路实现避难硐室内的空气循环，使避难硐室始终保持不小于 100Pa 正压，防止毒害气体的渗入。7）避难硐室照明及供电系统避难硐室采用隔爆照明灯，室内设一台照明综保装置。避难硐室供电与矿井提供电源自动切换，矿井提供的供电线路为专用线路，只供电给避难硐室有关的设备，禁止分接其他负荷。当矿井供电电源遭到破坏中断时，利用用专用管路可以提供持续供电能力 96 小时以上。8）生存保障系统生
44、存保障系统能够保证额定防护时间内，维持硐室内避难人员的基本生活需求，包括供水/营养液系统、自救器、人体排泄物收集处理装置、急救医疗系统、视频设备、等辅助设施。a 硐室内配备食品和水。b 自救器根据煤矿井下紧急避险系统建设管理暂行规定中“所有井工煤矿应为入井人员配备额定防护时间不低于 30 分钟的自救器，入井人员应随身携带。 ”和“紧急避险设施内应按额定避险人数配备自救器，配备的自救器应为隔绝式，有效防护时间应不低于 45 分钟。 ”的要求，矿井为入井人员均配备了 ZH30B 型隔绝式化学氧自救器，避难设施内配备 ZH45 型隔绝式化学氧自救器。c 人体排泄物收集处理装置配备免水打包人体排泄物收
45、集处理装备，可对人体排泄物打包密封，考虑到硐室内空气质量及避险人员心理情绪可能造成的影响，选择封闭除臭式的环保厕所 1 个。d 急救医疗系统1 个急救药品箱。209）避险专用管路地面控制地面避险控制设有控制中心、供给中心、指挥中心。 控制中心具有监测井下避难硐室内各种信息变化，发现异常，并通知报警；随时与井下人员和地面人员进行通话联络；分析和判断井下所发生灾变的类型、波及范围和时间、地点等，为救援决策提供信息依据。 供给中心为井下提供气、水以及电。气和水处于常压状态，随时准备为井下人员提供生存条件；气和水均进行压力和流量的控制，各种信息和状态传递到控制中心。 指挥中心作为井下发生灾变时的决策中
46、心，与控制中心通过网络进行信息共享，可随时发布并下达各种救援指令。（2）压风自救系统地面设有压缩空气站，设井下压风管路系统一套，风动工具与采掘工作面、避灾线路上的压风自救装置共用一套管路，但不同时使用，正常生产时，压风系统管路仅供风动工具供风，一旦发生事故需要供风自救时，风动工具停止用风，压风管路为压风自救装置供风；同时设专用管路为避难硐室供气。利用两台GS315-10FA 型空气压缩机，供气量 50m3/min，供气压力 1.0MPa，电动机功率315kW。压风管路采用无缝钢管，干管 D1596mm，分干管 D1084mm，支管D573.5mm；避难硐室供气的专用管路为 4 寸管，即可满足生
47、产和压风自救需要。依据煤矿井下安全避险“六大系统”建设完善基本规范（试行） 要求，结合矿井压风系统的情况，在压风管路上引出一管路接入避难硐室并设置供气阀门，当失去外界供气源时启动专用管路供气。21在压风（自救）管路上距采掘工作面 40m 以外的适当位置，装设压风自救装置，以后每隔 100m 安装一组压风自救装置；在采区避灾线路敷设的压风管路上每隔 200m 设置供气阀门，有岗位工、流动人员作业处设置供气阀门；在各水平、采区和上山巷道最高处敷设压风管路，并设置供气阀门；在管路经过井下机电硐室、井底车场等地时，留有三通及阀门，阀门扳手要在同一方向。压风自救装置安装高度 11.2m，要便于现场人员自
48、救时操作，压风自救装置下面不得有水沟无盖板或盖板不齐全的现象。三、安全措施（一） “一通三防”措施将-300m 皮带及运输大巷改为机轨合一巷道后，皮带大巷的风速经计算为2.68 m/s 小于煤矿安全规程规定的 4 m/s，变化后的各用风地点的风速适宜，建议加强消防洒水，防止粉尘飞扬和堆积。（二） 大巷支护加强-300m 皮带大巷的维护，保证该大巷有效断面在使用期间不减小。（三）防治水措施两个投产回采工作面分别变更为北一采区的 N13201 和 N13202 后，N13201位于 19 层和 23 层的采空区下部，垂直距离分别为 141m 和 93m；N13202 位于18 层、19 层和 23 层采空区的下部，垂直距离分别为 156m、139m 和 86m。矿井首采面开采时需要对上部采空区的积水引起足够的重视。坚持“预测预报、有疑必探，先探后掘、先治后采”的探放水原则。确保矿井不受水害威胁。
