4-3煤東翼大巷工作面設計終稿

1、目錄 TOC o 1-5 h z 刖51 HYPERLINK l bookmark264 o Current Document 第一章概況4第一節(jié)概況4第二節(jié)地質特征4 HYPERLINK l bookmark25 o Current Document 第二章巷道布置及支護說明8第一節(jié)巷道布置8 HYPERLINK l bookmark57 o Current Document 第三章 施工方法及工藝11第一節(jié)巷道掘進及機械化11第二節(jié) 工作面生產系統(tǒng)171818一、掘進作業(yè)17第四章支護設計、臨時支護二、永久支護18 HYPERLINK l bookmark130 o Current Doc

2、ument 第五章供電設計25第一節(jié) 現(xiàn)狀描述25一、地面主供電線路26二、井下尸煤供電26三、5點煤中央變電所、中央水泵房掘進期間供電線路26四、工作面的用電設備選型與負荷統(tǒng)計26五、移動變電站容量驗算27六、高壓電纜截面選擇與校驗27七、低壓電纜截面選擇28八、短路電流的查表計算29II、地下水補徑排條件第四系松散沉積孔隙潛水：主要接受大氣降水補給，其次是局部地表水補 給滲入補給.基巖孔隙裂隙水，露頭區(qū)接受大氣降水補給，局部接受地表水體的側向徑 流補給，也接受潛水的垂線滲透補給；區(qū)內沿基巖裂隙常見有下降泉出露，其 為主要排泄方式。燒變巖潛水，主要是通過片沙和黃土層接受降水補給，部分地段接受

3、同巖 層及地表水側向補給，總趨勢向北部考考烏素溝潛流，多以下降泉的形式排泄。III、礦井充水條件礦井充水水源包括大氣降水、地表水、含水層水和老空水。1、礦井充水水源大氣降水和地表水含水層水延安組砂巖含水極其微弱，便于疏干，對礦井的危害不大。老空水5煤層開采導水裂隙帶溝通尸煤層采空區(qū)，使得尸煤層開采導水裂隙帶成 為礦井的主要導水通道。2、礦井充水通道導水裂隙帶5煤層開采導水裂隙帶溝通4一3煤層采空區(qū)，使得尸煤層開采導水裂隙帶成 為礦井的主要導水通道。含水層孔隙和裂隙 煤礦范圍內5以煤層賦存于延安組第二段的下部，由于延安組整段地層為承壓水含水層，含水層中不同程度地發(fā)育有孔隙和裂隙，它們是保持含水層

4、水力 聯(lián)系的通道，當采礦揭穿含水層時，這些孔隙和裂隙也必然成為地下水向礦坑 充水的直接通道。燒變巖孔隙裂隙由于2以、尸煤層自燃，上覆巖層受到烘烤致使巖石結構發(fā)生改變，形成新 的孔隙、裂隙，為地下水的賦存和徑流形成良好空間。5煤層開采導水裂隙帶 溝通燒變巖潛水時，燒變巖孔隙、裂隙也成為礦井的間接充水通道。封閉不良鉆孔本設計碉室區(qū)域無封閉不良鉆孔。IV、老窯積水分布情況5以煤中央變電所西側為回風大巷，附近不涉及老窯。V、礦井充水情況1、礦井涌水量根據(jù)5點煤中央變電所掘進地質說明書確定該掘進區(qū)域涌水量最大為5ni3/h,正常涌水量為3m3/h。六、其他7瓦 斯5*煤層瓦斯絕對涌出量0. 91m7mi

5、n,相對涌出量0. 50m3/t, 掘進工作面最大瓦斯絕對涌出量0. 13m3/min,無煤與瓦斯突 出、噴出情況。煤塵爆炸指數(shù)具有爆炸性煤的自燃傾向性I類 容易自然，自然發(fā)火期34天。地溫危害正常沖擊地壓危害無沖擊地壓第二章巷道布置及支護說明第一節(jié)巷道布置一、中央變電所本著便于集中管理、維護檢修、縮短供電距離和管路長度的原則，中央水 泵房、中央變電所采用集中布置，且中央變電所一側出口需位于井底車場處。I、巷道位置：利用原尸煤北翼輔運大巷北側巷道，作為中央變電所酮室。II、巷道斷面：根據(jù)中央變電所主要電氣設備、高壓柜開關、低壓配電箱等設備尺寸及利 用原有巷道（52煤北翼輔運大巷北側巷道）確定5

6、以煤中央變電所巷道斷面形狀為矩形：B 荒=5. 2mH 荒二4mS 荒二20. 8m2B 凈二5mH 凈二3. 7 m S 凈二 19. 24m2III、中央變電所支護采用錨噴支護,底板打地坪。IV、管路敷設：電纜敷設在電纜溝內；電纜溝為矩形斷面：B 荒二0. 8mII 荒二0. 6mB 凈=6mH 凈二0. 5m支護方式：幫部混凝土抹面，底板打地坪。V、麗室用途：5煤采區(qū)配電。二、52中央水泵房I、巷道位置：利用原尸煤北翼輔運大巷北側巷道，中央變電所以北區(qū)域作為中央水倉碉室。II、巷道斷面:中央水倉通道斷面應滿足最大設備通過、及行人和通風要求，一般中央變 電所和中央水泵房聯(lián)合布置時，斷面一致

7、。5煤中央水倉斷面形狀為矩形：B 荒二5. 2mH 荒二4mS 荒=20. 8m2B 凈=5mH 凈=3. 7 m S 凈=19. 24m2III、支護方式：中央水泵房支護采用錨噴支護，底板打地坪。IV、管路敷設：中央水泵房內布置有DN133的排水管路；電纜敷設采用電 纜溝敷設。V、侗室用途：5煤采區(qū)排水。三、煤水倉I、巷道位置：原尸煤北翼水倉下部，作為副水倉；副水倉外擴18. 5m為主 水倉。II、水倉斷面：5以東翼副水倉、主水倉斷面形狀為矩形：副水倉:B 荒= 5. 2mH 荒=3. 4mS 荒-17. 68 m2B 凈二 5. 0mH 凈二3. ImS 凈二 15. 5 m2主水倉:B

8、tl- 5. 2mH 荒-3. 4mS 荒-17. 68 m2B 凈= 5. 0mH 凈=3. ImS 凈=15. 5 m2III、主副水倉支護方式為錨噴支護，底板打地坪。IV、管路敷設：不布置管路。V、巷道用途：井下排水。四、避災通道I、巷道位置：中央水泵房北部安全出口。II、巷道斷面：避災通道斷面形狀為矩形：避災通道：B 荒=4mH 凈=2. 8mS 凈= 11. 2 m2B 凈=3. 8mH 凈=2. 6mS 凈=9. 88 m2III、支護方式為錨噴支護，底板打地坪。IV、管路敷設：不布置管路。V、巷道用途：通風、行人。五、管子道I、巷道位置：中央變電所向北2m處。II、巷道斷面：管子

9、道斷面形狀為矩形：管子道：B 荒二 4mH 凈二2. 8mS 凈二11. 2 m2B 凈二3. 8mH 凈=2. 6mS 凈=9. 88 m2III、支護方式為錨噴支護，底板打地坪。IV、管路敷設：布置排水管路。V、巷道用途：通風、行人、排水。105”煤中央水倉、中央變電所巷道參數(shù)表巷道名稱巷道尺寸/m （寬X高）支護形式用途備注毛尺寸凈尺寸5-2煤中央變電所5.2X45X3.7錨噴供電5-2煤中央水泵房5.2X45X3.7錨噴排水5-2煤主水倉5X3.1錨噴排水5-2煤副水倉5X3.1錨噴排水管子道4X2.83.8 X 2.6錨噴排水、通風、行人避災通道4X2.83.8 X 2.6錨噴通風、

10、行人附圖：5一2煤中央變電所、泵房支護斷面圖5一2煤管子道、避災通道支護斷面圖5-2煤主水倉、副水倉支護斷面圖 5-2煤中央變電所、泵房、水倉設計平面圖外環(huán)水倉I-I剖面圖 避災通道II-H剖面圖第三章施工方法及工藝第一節(jié)第一節(jié)巷道掘進及機械化一、掘進區(qū)域簡介：本次設計包含的掘進作業(yè)區(qū)域有：中央變電所北側安全出口，中央水泵房管子道、以及主副水倉。掘進工程量:II中央變電所南側巷道長71.4m,掘進斷面5200X4000mm； （Y1點處開口沿 方位角260 30掘進至31.4111處后沿方位角170 307方向掘進至與尸煤北翼 輔運大巷北側巷道貫通位置。）中央水泵房管子道長15. 4m,掘進斷

11、面4000X2800mm；（中央變電所前2m 開口，沿方位角260 30掘進至與回風斜井貫通）中央水泵房避災通道長61. 8m,掘進斷面4000 X 2800mm；（從Y3點后8. Im 處開口沿方位角300 15 36方向掘進從頂部穿過尸煤北翼輔運大巷，從底 部穿過主斜井至與5?煤北翼輔運大巷北側巷道貫通位置）副水倉全部巷道共計長119m,掘進斷面5200X3400mm；（從主、副水倉交 叉口沿方位角295 56 17掘進至18. 3m處后，以半徑為57 33 43抹角 至353 30掘進50. 8m,從原5點煤水倉下部穿過后沿方位角83 30方位穿 過回風斜井下部掘進至中央水泵房位置。）主

12、水倉全部巷道共計長162m,掘進斷面5200X3400mm；（從主、副水倉交 叉口開口沿方位角270向西掘進至33.6m后，按半徑83 30抹角至方位角 353 30繼續(xù)向北掘進至60. 5m后，繼續(xù)以半徑90抹角至方位角80 30 下穿回風斜井掘進到中央水泵房位置。）主副水倉聯(lián)巷共計長55m,掘進斷面4000X2800mm；（從主運大巷口向西7m開口，沿方位角353 29 53向里掘進6. 9m后變坡，后沿方位角328。 20 53 ,傾角8掘進48.3m穿過回風斜井至主、副水倉交叉口）。總計掘進：502. 4mo二、掘進方式 掘進一支護一掘進，再重復。12采用綜合機械化掘進，使用EBZ-1

13、60型掘進機；配合防爆裝載機，經防爆 膠輪車再將煤（巖）運往地面。三、支護工藝5煤中央變電所、中央水泵房附屬巷道掘進采用綜合機械化掘進，使用EBZ-160型掘進機；配合防爆裝載機和防爆膠輪車出煤。施工順序：交接班及安 全檢查（頂板、巷幫、瓦斯、工程質量、探頭位置、敲幫問頂?shù)龋┮皇┕蕚?一掘進（出砰、運料）一臨時支護（敲幫問頂、搭接頂網(wǎng)、前移前探梁、擔上 橫木板）一永久支護（打頂錨桿眼、安裝頂錨桿、緊頂板錨桿）一安全檢查一 班組內部驗收一進入下一循環(huán)。I、實行井下現(xiàn)場交接班，以煤礦安全生產標準化管理體系基本要求及評 分方法（試行）為準繩，對工作面頂板支護、設備運轉、任務完成情況進行 詳細檢查，

14、認真交接，做到責任明確，為每班的準備工作打好基礎。II、安全質量檢查每班開工前都要對作業(yè)范圍內的安全情況進行一次全面的檢查，檢查巷內 通風設施、瓦斯?jié)舛龋⒄J真清除頂幫活石等安全隱患，確認無安全隱患后方 可作業(yè)。III、割煤、出渣根據(jù)巷道煤層特性，確定EBZ-160掘進機割煤方式由班組長檢查工作面頂板和支護情況、檢查激光指向儀定向情況、機械完 好情況，瓦檢員檢查瓦斯情況，確認無問題后，啟動掘進機開始割煤。IV、臨時支護13截割前最小控頂距0. 3m,循環(huán)截割完畢后，最大控頂距3.3m。在跟班班長 的指揮下，用長柄工具將頂板松散的煤砰挑落，及時前移前探梁，按規(guī)定要求 架臨時支護。循環(huán)進行，每割3

15、.0m前移一次前探梁。前探梁上的吊梁器必須上 緊卡牢。掘進循環(huán)進尺為3.0m；當巷道頂板壓力變大、頂板破碎、裂隙發(fā)育、遇地 質構造、兩幫煤壁變碎、片幫嚴重時，必須縮小循環(huán)進尺，循環(huán)進尺為1.0m。V、錨桿支護頂錨桿安裝工藝進行臨時支護：首先進行敲幫問頂，使用前探梁上頂網(wǎng)頂梁。施工頂板錨桿孔：采用兩臺錨桿鉆機按頂梁孔位由巷道中間向兩幫施工 錨桿眼，同時安裝支護錨桿。裝樹脂錨固劑：安裝樹脂錨固劑前應檢查其質量是否合格，以手感柔軟 為合格，不合格的嚴禁使用。打完眼后及時按要求裝入MSCKb2360樹脂錨固劑, 用錨桿慢慢將樹脂錨固劑推入孔底。攪拌樹脂錨固劑：在錨桿機上安裝攪拌器，將頂錨桿放入攪拌器內

16、。開 始邊推進邊攪拌錨桿，直至錨桿將螺母頂透，外露達到設計要求。錨桿安裝完 成后應立即對其進行預緊，保證錨桿預緊扭矩達到設計要求。錨桿支護質量要求安裝牢固，托板密貼壁面。頂錨桿錨固力不小于60KNo螺母必須上滿上緊，緊固有效。錨桿方向與頂板垂直，允許偏差15 o14錨桿外露長度1050min。錨桿間排距允許誤差為為TOO+100mni。頂錨桿預緊扭矩不小于100N - mo失效錨桿必須及時處理，達到設計 要求。遇地質構造帶或過破碎帶時永久支護必須跟頭。四、管線敷設1、各類管線及風筒布置煤中央變電所、中央水泵房周邊巷道掘進期間各類管線沿副斜井接入礦 井原有管線。1.電纜線敷設監(jiān)控、通訊、信號、動

17、力電纜線。各類電纜線均使用電纜鉤吊掛，電 纜鉤掛在粗鐵絲上，粗鐵絲兩端采用螺紋鋼錨桿固定并張緊(選擇合適位置在 巷道幫上打吊掛錨桿)；粗鐵絲每隔3m設一個懸掛點；粗鐵絲敷設高度不低于 2.0m；粗鐵絲敷設要平、直，盡量使得巷道每個地點粗鐵絲敷設高度保持不變。 電纜鉤最下端距離巷道底板不得小于1500mnio電纜鉤懸掛間隔選取1000mm，保證電纜線懸掛平直。動力電纜線之間的距離不得小于50mm；監(jiān)控、通訊、信號電纜要求在 動力電纜上方懸掛，且距離動力電纜不得小于100mm。動力電纜的接線盒都要使用接地線進行接地。風筒風筒選用直徑800mm的抗靜電阻燃風筒。15距幫不得大于300mmo距頂板20

18、0-300mm,防止風筒被錨桿戳破；風筒懸掛高度太低影響風、水管路的安裝、使用和維護；距幫不大于300mm,可使 工作面風流全部從巷道另一側通過，使得甲烷傳感器有效監(jiān)測工作面風流瓦斯 濃度。風筒口到掘進工作面的距離不得大于5m。風筒搭接要反壓邊，接頭要嚴密，無破口，無反接頭。壓風、供水及排水管路壓風、供水及排水管路均敷設在同一巷幫，貼近巷幫布置。壓風管路 選用DN80mm鋼管，供水管路選用DN80mm鋼管，排水管路選用DN 100mm鋼管，自上而下依次為壓風管(兼做壓風自救供風管)、供水管(兼做供水施救供水管、 灑水降塵管)、排水管。壓風管、供水管、排水管采用管道鉤懸掛，管路吊掛要打設吊掛錨桿

19、, 吊掛錨桿距巷道底板不小于1.6m,管路吊掛要平直。管路連接要加好密封圈，不得有漏風、漏水等現(xiàn)象。壓風管、供水管、 排水管用吊掛勾吊掛，吊掛整齊，穩(wěn)固可靠，風水管距迎頭20m范圍內使用中 25的高壓膠管，要隨工作面前進及時延長，以備迎頭正常用水、排水和用風，。管路安裝前要做好除銹、防銹工作，防止管路腐蝕堵塞。我礦優(yōu)先選 用鍍鋅管路，若管路有鐵銹腐蝕現(xiàn)象時必須刷漆。其中壓風管路涂藍色油漆， 排水管路涂黑色油漆，供水管路涂綠色油漆。壓風、供水管路每50m安裝一個作為巷道檢修、除塵使用的三通和200 米設閘閥。三通和閘閥閥一律朝上傾斜30 ,手柄、標志牌齊全完好，并編號 管理。排水管路按照巷道實際

20、情況低洼點必須接排水三通。16五、設備及工具配備EBZ-160型掘進機技術參數(shù)項目參數(shù)項目參數(shù)Zzk刑10600X3600X截割頭轉速46r/min1800mm整機功率325KW可/經濟截割硬度W85/65Mpa截割頭臥底深度400mm最大切割寬度5100mm最大截割斷面26.5m2適應巷道坡度18裝載能力4m3/min行走速度07m/min整機重量59t最大截割局度5200mm截齒總數(shù)36鏟板寬度3600mm工作電壓1140V設備及工具配備表序號設備工具名稱型號規(guī)格功率單位數(shù)量備注1局部通風機FBD-No6.02 X 22KW臺21用1備2掘進機EBZ-160325KW臺15風動錨桿機MQT

21、130/2.846扭鉗扳手0-300N.m把21用1備7排水泵/臺18風鎬GT10P部29鍬張810錘把211鎬把412激光指向儀JZY-3把113錨桿拉力計MLK114找頂工具1.5m, 2.0m把2各1把15裝載機ZL18EFB (A)(防 爆)臺116無軌膠輪車WC3J （防爆）臺317饋電開關KBZ-400臺118切換開關QBZ-2*1201第二節(jié)工作面生產系統(tǒng)一、掘進作業(yè)I、出渣：工作面破落的煤（巖）采用掘進機耙爪扒裝一防爆裝載機一防爆無軌膠輪車一主井機尾一地面II、輔助運輸：施工中采用防爆膠輪車運輸，材料及設備從地面用防爆膠輪車運至工作面。17第四章支護設計一、臨時支護采用吊環(huán)式前

22、探梁作為臨時支護，切割后在永久支護的掩護下用找頂工具 先撬掉迎頭危巖懸砰，將前探梁移至迎頭，然后用木板背實頂板，吊環(huán)采用350 X 130X 100mm厚8mm鋼板加工而成，前探梁采用O89X6mm無縫鋼管制作，長度 不小于6. Onio前探梁必須跟頭若距迎頭端面不平整時最大不大于300mm,共使 用二根前探梁；移動狀態(tài)時，保持每根前探梁上有兩個吊環(huán)固定，吊環(huán)上的螺 母必須擰緊，移前探梁時，每根前探梁至少四人操作，需在掘進機上操作時， 掘進機必須停機停電閉鎖。工作面頂板最小控頂距0. 3m,最大控頂距3. 3mo二、永久支護（一）中央變電所全段全長71. 4m,其中掘進46.4m,利用已有巷道

23、25m,斷面5000X4000mm； （Y1 點處開口沿方位角260。30掘進至31.4m處后沿方位角170。30方向掘進至 與尸煤北翼輔運大巷北側巷道貫通位置后繼續(xù)向前延伸25m。）該段永久支護采用錨噴支護。該段巷道為矩形巷道，斷面：4X2. 8m；巷道全段頂板為泥巖、細粉砂巖， 兩幫整體為泥巖、細粉砂巖，屬不穩(wěn)定一較穩(wěn)定型（III）頂板，局部為煤 壁。頂板：頂錨桿采用左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，規(guī)格4）20X2200mm，錨桿間、 排距為900 X 1000mm,頂板每排布置9根錨桿；采用長X寬X厚為150 X 150 X lOmm的金屬方托盤，每根錨桿配套2根MSCKb2360型樹脂錨固劑，端

24、頭錨固；18錨固力N60KN；預緊扭矩N100Nm；外露長度為1050mm。網(wǎng)片采用金屬網(wǎng)，規(guī)格為6niniX5000niniX 1100mm,網(wǎng)格為lOOXlOOmm,網(wǎng) 片搭接長度為100mm,每隔500mm用不小14#鍍鋅雙根鐵絲扭結1道。錨索采用直徑15. 24mm,6000mm的鋼絞線，錨索托板為300X300X 12nini金屬鋼板，每根錨索采用2根MSCKb2360型樹脂錨固劑，端頭錨固；錨固力3 100KN,錨索排距為2200mni,間距為2200mni。采用計算法校核支護參數(shù)按懸吊理論計算錨桿參數(shù)：頂錨桿長度計算：L = KH + LI + L2式中：L 一錨桿長度，m；H

25、冒落高度，m；K 安全系數(shù)，一般取1. 51. 8；取1. 8L1 一錨桿錨入穩(wěn)定巖層的深度，一般按經驗取0. 5m；L2 錨桿在巷道中的外露長度，一般取0. 05m；其中：H = B/2f =5/ (2X5)=0.5m式中：B 巷道開掘寬度，取5m；f 一巖石堅固性系數(shù)，砂巖取5,煤層取3；則 L=1.8X0. 5+0. 5+0. 05=1. 45 (m),選用現(xiàn)有 O 20 X 2200mm 高強錨桿可以 滿足要求。錨桿間距、排距計算，間排距取。：19Q一按現(xiàn)場錨固力拉拔試驗數(shù)據(jù)的平均值取60KN；Y一巖石容重（KN/ri?）；本礦頂板屬不穩(wěn)定一穩(wěn)定型（III）,局部為 穩(wěn)定型（III）巖

26、體，取2325；K 安全系數(shù)，一般取1.51.8；L2一巷道巖體破碎帶高度，由錨桿長度計算中H確定為0. 5m取Q二60, 丫二23, K=1.8, L2=0. 5計算得*1. 7m,考慮巖體的擠壓破壞范圍 及相同條件下的經驗，為安全起見，取排距1000mm,頂部桿間距950mm；幫錨6 18 X 1800mm端頭麻花錨桿，間排距800 X 1000mm。錨索長度計算L = La + Lb + Lc + LdLa一錨索伸入到穩(wěn)定巖層的錨固長度 取La=l. 8m以上Lb 需要懸吊的不穩(wěn)定巖層厚度Lb二3. 3nioLc 上托盤及錨具的長度Lc二0. 15mLd 需要外露的漲拉長度Ld=0.25

27、m則 L=l. 8+3. 3+0. 15+0. 25=5. 5m,選用現(xiàn)有 15. 24X 6000mm 錨索可以滿足 要求。錨索間排距計算：L=nF2/ （BHy-（2FlXsina） /L1）式中：L錨索間排距，m；B巷道最大冒落寬度，取5mH巷道冒落高度，按最嚴重的冒落高度取4m；20頂板巖層內摩擦角40 ；y被懸吊巖石的重力密度，取25. 48KN/m3；L1錨桿的排距，取1.0m；Fl錨桿的錨固力，取60KN；F2錨索極限承載力，取320KN；a 角錨桿與巷道頂板的夾角90 ；n錨索的排數(shù)，3；L二3X320/ 5X4X25.48-（2X60Xsin90 ）/1. 0）二960/ 5

28、09. 6-120）=960/389. 6=2. 4m,為保證安全起見取錨索間排距2200X2200mmo掘進完成后對頂板、巷幫進行噴漿，噴漿厚度由以下公式計算：式中：Y 一巖石容重（KN/m3 ）；本礦頂板屬不穩(wěn)定一穩(wěn)定型（I 一II ）, 局部為穩(wěn)定型（III）巖體，取2325；本設計取23H一巷道頂覆蓋層厚度尸煤埋深213131m,平均172m；5 1垂直巷道的最大主應力（KN/m。）；=3956KN/m2 =3. 956N/min2根據(jù)GB500862015巖土錨桿與噴射混凝土支護工程技術規(guī)范混凝土軸 心抗拉強度按下表噴射混凝土的設計強度值（N/mm2 ）7射混凝土、強度等 、級 強度

29、種類C20C25C30C35C4021軸心抗壓fc9.611.914.316. 719. 1軸心抗拉ft1. 11.271.431. 571. 713.956V9.6, 5煤噴漿采用強度等級為C20的混凝土可滿足要求，根據(jù)設計 要求，本巷道混凝土噴射厚度為lOOnini；底板采用強度等級為C30的混凝土打地 坪lOOmmo該段巷道掘進15.5m后需下穿主斜井，層間距為6. 3m,掘進至該段時進行短 掘短支，掘進Im支護Im,若頂板破碎需架設工字鋼棚時，及時架設工字鋼棚。（二）中央水泵房管子道全段長15. 4m,其中掘進15.4m；（從中央變電所向北2m處開口沿方位角 263 30掘進至與回風斜

30、井貫通。）該段巷道采用錨網(wǎng)索噴支護，頂錨桿采用現(xiàn)有4）20X2200高強錨桿可以滿 足要求，間排距900X1000,幫錨桿采用4） 18X1800端頭麻花錨桿，間排距800 X 1000；錨索采用現(xiàn)有15. 24X6000mm錨索可以滿足要求，間排距2000X2000； 網(wǎng)片采用6#鋼筋焊接網(wǎng)片；噴漿采用強度等級為C20的混凝土可滿足要求，噴 漿厚度為100mm,底板采用強度等級為C30的混凝土打地坪lOOmmo該段巷道無特殊地段，若遇頂板破碎、裂隙等區(qū)域及時調整錨桿、錨索間 排距，保證掘進工作正常開展及巷道成型。（三）中央水泵房避災通道全段長61. 8m,其中掘進61. 8m,斷面4000

31、X 2800mm；（從Y3點后8. Im處 開口沿方位角300 15 36方向掘進從頂部穿過尸煤北翼輔運大巷，從底部 穿過主斜井至與5煤北翼輔運大巷北側巷道貫通位置）該段巷道采用錨網(wǎng)索噴支護，頂錨桿采用現(xiàn)有4）20X2200高強錨桿可以滿22 足要求，間排距900X1000,幫錨桿采用6 18X1800端頭麻花錨桿，間排距800 X 1000；錨索采用現(xiàn)有15. 24X 6000mm錨索可以滿足要求，間排距2000 X 2000； 網(wǎng)片采用6#鋼筋焊接網(wǎng)片；噴漿采用強度等級為C20的混凝土可滿足要求，噴 漿厚度為100mm,底板采用強度等級為C30的混凝土打地坪100mmo該段巷道從開口處掘進

32、18m從尸煤北翼輔運大巷頂部穿過，層間距1. 5m2. 3m。為保證掘進機過該段的安全，需對尸煤北翼該段巷道進行補強支護, 該段補強支護現(xiàn)有2種方案：1）采用錨索加無間隙雙層工字鋼棚支護，從中央泵房安全出口向北4. Im 處開始，工字鋼使用22#礦用工字鋼，上層工字鋼梁長11m,無間隙布置；下層 工字鋼梁長5.8m, 0.5m設置一組，上下層棚梁程十字交叉布置。上層工字鋼梁: 用巾15. 24X8000錨索以15夾角打至老頂固定。下層工字鋼梁用棚腿固定， 棚腿長4.0ni,打柱窩，有防柱腿鉆底措施。工字鋼與頂板之間使用背板支撐， 背板規(guī)格：20mmX200mmX 1500mm,保證接頂嚴密。預

33、計使用工字鋼531m。2）采用下層巷道充填，充填材料為磚加水泥砂漿，該段全長10m,全段充 填。（四）主副水倉聯(lián)巷全段長55. 2m,其中掘進55.2m,斷面4000mmX2800mm；（其中從主運大巷 口向西7. 7m開口，沿方位角353 29f 53向里掘進6. 9m后變坡，后沿方位角 328 20, 53 ,傾角8掘進48. 3m從回風斜井下側穿過）。該段巷道采用錨網(wǎng)索噴支護，頂錨桿采用現(xiàn)有4）20X2200高強錨桿可以滿 足要求，間排距900X1000,幫錨桿采用4） 18X1800端頭麻花錨桿，間排距800 X 1000；錨索采用現(xiàn)有15. 24 X 6000mm錨索可以滿足要求，間

34、排距2000X2000；23 網(wǎng)片采用6#鋼筋焊接網(wǎng)片；噴漿采用強度等級為C20的混凝土可滿足要求，噴 漿厚度為100mm,底板采用強度等級為C30的混凝土打地坪100mmo該段巷道從開口處掘進至41m處時需下穿回風斜井，層間距2.47m。為保證 掘進機過該段的安全，需對該段巷道41m處至55.2m處加強支護，支護方式選 用錨網(wǎng)噴加工字鋼棚支護，工字鋼采用22#礦用工字鋼：該段工字鋼棚垂直與巷 道走向布置，頂梁長4000mm,棚腿長2800mm,工字鋼棚之間拉筋，有防倒措施, 棚距800mm,打柱窩，有防柱腿鉆底措施。工字鋼與頂板之間使用背板支撐，背 板規(guī)格：20mmX200mmX 1500m

35、m,保證接頂嚴密。（五）副水倉全部巷道全段長119m,其中掘進119m,斷面5200X3400mm （從主、副水倉交叉口沿 方位角295 56，17掘進至18. 3m處后，以半徑為57 337 43倒圓角至 353 30掘進50. 8m,從原5-2煤水倉下部穿過后沿方位角83 30方位穿過 回風斜井下部掘進至中央水泵房位置。）該段巷道采用錨網(wǎng)索噴支護，頂錨桿采用現(xiàn)有4）20X2200高強錨桿可以滿 足要求，間排距950X1000,幫錨桿采用4） 18X1800端頭麻花錨桿，間排距700 X1000；錨索采用現(xiàn)有15. 24X6000mm錨索可以滿足要求，間排距2000X2000； 網(wǎng)片采用6#

36、鋼筋焊接網(wǎng)片；噴漿采用強度等級為C20的混凝土可滿足要求，噴 漿厚度為100mm,底板采用強度等級為C30的混凝土打地坪200mmo該段巷道下穿原5一2煤水倉層間距2m,該段掘進前需對原尸煤水倉進行底 板澆筑，待澆筑合格后方可掘進作業(yè)，該段掘進作業(yè)執(zhí)行短掘短支（掘進Im, 支護Im,嚴禁超控頂、控幫作業(yè)），采用錨網(wǎng)噴加工字鋼棚支護。錨索采用。 20X 1500高強錨桿，間排距700X700；網(wǎng)片采用6#鋼筋焊接網(wǎng)片；工字鋼采用24 22#礦用工字鋼，棚梁長4000mm,棚腿長3400mm,棚間距0.5m。棚梁、棚腿拉 筋，有防倒措施，底板挖柱窩，并有防鉆底措施。（六）主水倉全部巷道全段巷道長1

37、62m,其中掘進162m,斷面：5200mmX3400mm；（從主、副水 倉交叉口開口沿方位叫270向西掘進至33. 6m后，按半徑83 30圓倒圓角 至方位角353 30繼續(xù)向里掘進至60. 5m后，繼續(xù)以半徑90圓倒圓角至方 位角80 30,穿過回風斜井掘進到中央水泵房位置。）該段巷道無特殊地段，全部采用錨網(wǎng)索噴支護，頂錨桿采用現(xiàn)有620X2200 高強錨桿可以滿足要求，間排距950X1000,幫錨桿采用6 18X1800端頭麻花 錨桿，間排距700X1000；錨索采用現(xiàn)有015. 24X6000mm錨索可以滿足要求， 間排距2000X2000；網(wǎng)片采用6#鋼筋焊接網(wǎng)片；噴漿采用強度等級為

38、C20的混 凝土可滿足要求，噴漿厚度為lOOnrn,底板采用強度等級為C30的混凝土打地坪 200mmo（七）質量要求和注意事項：（1）臨時支護用木楔（規(guī)格為：長300X寬150X厚200mm）剎緊木板接頂。（2）施工前必須排除迎頭活砰、危巖、傘檐，確保施工安全。（3）吊環(huán)使用時不得在錨桿失效的錨桿上吊掛。（4）吊環(huán)的螺口與錨桿絲桿相吻合，不得出現(xiàn)空洞現(xiàn)象，否則不得使用前 探梁進行支護。（5）人員必須站在支護好的地點前竄前探梁，嚴禁空頂作業(yè)。第五章供電設計第一節(jié)現(xiàn)狀描述25 TOC o 1-5 h z 九、過流保護裝置整定30十、漏電保護及接地32十一、工作面運輸巷照明32 HYPERLINK

39、 l bookmark161 o Current Document 第六章運輸設計33第一節(jié)運輸能力計算33一、掘進期間33二、運輸能力計算33 HYPERLINK l bookmark166 o Current Document 第七章通風設計34第一節(jié) 掘進風量計算34第二節(jié) 通風路線37 HYPERLINK l bookmark174 o Current Document 第八章井下緊急避險六大系統(tǒng)37 HYPERLINK l bookmark183 o Current Document 第九章風險辨識39 HYPERLINK l bookmark186 o Current Docume

40、nt 第十章 安全技術措施40一、頂板管理及安全技術措施40二、防塵系統(tǒng)43三、防滅火43四、安全監(jiān)測系統(tǒng)44五、防治水管理45 HYPERLINK l bookmark234 o Current Document 第十一章 避災路線45一、地面主供電線路礦井采用雙回路10kV供電。二回10kV電源均取自流水壕11OKV變電站 1OKV不同母線段，長度2km；采用LGJ120架空線供電線路引至工業(yè)廣場10kV 變電所；地面設有一座10KV變電所，變電所內安裝14臺KYN28-12型高壓開關 柜，2臺S9-630/10/630kVA/10/0. 4kV油浸變壓器，10kV架空線兩趟供電系統(tǒng) 采用

41、單母線分段接線，兩回電源一用一備。低壓系統(tǒng)采用8臺GGD2型低壓配電 柜，采用單母線分段接線方式，為地面辦公樓、調度室及地面所有負荷供電。二、井下煤供電5以煤中央變電所掘進工作面動力用電來自5-2煤臨時配電點1#移動變電站(KBSGZY-1250/10KV/1140V),通過尸煤輔運大巷敷設至5點煤中央變電所，在 5煤中央變電所掘進工作面進風口安裝一臺礦用隔爆型饋電開關，供電給掘進 機、潛水泵、探水鉆等負荷，電壓等級為1140V； 5煤中央變電所局部通風機專 用電源取自地面變電所AH17、AH18開關柜，備用電源取自5一2煤臨時配電點1#移 動變電站；局部通風機實行“三專兩閉鎖”(即專用線路、

42、專用開關、專用變 壓器；兩閉鎖：風電閉鎖和瓦斯電閉鎖裝置)，并實現(xiàn)雙風機、雙電源、自動 切換裝置。三、煤中央變電所、中央水泵房掘進期間供電線路地面10KV變電站一5點煤臨時配電點1#移動變電站(KBSGZY-1250/10KV/1140V)一5以煤掘進機四、工作面的用電設備選型與負荷統(tǒng)計1、設備選型 5煤掘進變電所的用電設備選用26型號為FBDNo7. 1/2X30的局部通風機2臺，一備一用;型號為EBZ-200的掘進機一部。2、煤掘進變電所用電設備負荷統(tǒng)計負荷統(tǒng)計表表1名稱型號數(shù)量功率(kW)電壓(V)電流(A)KBSGZY-1250/10局部通風機FBDNo7. 1/2X301441140

43、40掘進機EBZ-20013211140165照明綜保ZBZ-4. 0141140合計369五、移動變電站容量驗算Sb=Kx X ZPe/cos 4)Sb變電站的容量K需用系數(shù)(詳見表2)EPe由該變電站供電的設備的額定總功率(詳見表1) cos 4)加權平均功率因數(shù)(詳見表2)Sb二KxX EPe/cos 6=0. 92 X 369/0. 7=484KVAK=0. 4+0. 6 X Pd/ E PwO. 4+0. 6X 325/369= 0. 92484KVA27A,滿足要求。3、按經濟電流密度初選主截面其經濟截面為:A=Iw/Jmd-27/2. 25=12mm2式中A一電纜主芯截面，mm2

44、J經濟電流密度，A/nik,查表得2. 25A/mm20根據(jù)高壓電纜經濟電流密度校驗50111虻電纜能夠滿足要求。 按允許電壓損失校驗電纜截面該高壓電纜長度100m,校驗計算時以100m長度進行校驗。U%二3IgL (Rocos4)+Xosin4) /10Un%U%-電壓損失百分數(shù)Un-額定電壓(kV)L-電纜長度(km)R。、X。電纜線路單位長度的電阻及電抗(Q/km)U%二 1. 732*27*0. 6 (0. 0435*0. 7+0. 107*0. 714) /10*10%=0. 02%根據(jù)全國供用電規(guī)則的規(guī)定，高壓系統(tǒng)中的電壓損失在正常情況下不 得超過7%,故障狀態(tài)下不得超過10%。所

45、以所選電纜的截面積符合要求。七、低壓電纜截面選擇型號確定28選擇的低壓電纜要符合煤礦安全規(guī)程的規(guī)定。根據(jù)電壓等級、使用保 護環(huán)境、機械的工作情況等確定電纜的型號。向掘進機、膠帶輸送機等設備供 電的電纜選用MYP型。2、按長時最大允許負荷電流初選低壓電纜截面掘進機其長時負荷電流計算如下：I廣321/1. 732*1. 14*0. 85=177A現(xiàn)選用型號為MYP-0.66/1. 14 3X70+1X35 mm2的電纜給掘進機供電，允 許持久電流為220A155A,滿足要求。通風機其長時負荷電流計算如下：I廣44/1. 732*1. 14*0. 8=27. 8A現(xiàn)選用型號為MYP-0.66/1.

46、14 3X 16+1 X 10mm2的電纜給掘進機供電，允許 持久電流為64A 27. 8A,滿足要求。八、短路電流的查表計算1、掘進機電機處的兩相短路電流計算移變到饋電開關的電纜MYP-1. 14kv 3X70+1X35 5米電纜，折合為50mm2 電纜為 5*0. 73=3. 65饋電開關的電纜MYP-1. 14kv 3X70+1X35 200米電纜，折合為SOmi電纜為 200*0. 73=148. 6電纜合計 3. 65+148. 6=152查煤礦供電設計與繼電保護整定計算，得兩項短路電流為5911Ao2、局部通風機電機處兩相短路電流計算移變至KBZ-400饋電開關段MYP-1. 14

47、kv 3 X 70+1 X 35電纜5m,29饋電開關至局部通風機的電纜為MYPT. 14kv 3X16+1X10的40米纜 MYP-1. 14kv 3X70+1X35 5 米電纜，折合50mm2 電纜 5*0.73=3.65 電纜 MYP-1. 14kv 3X16+1X10 40 米電纜，折合50mm2 電纜 40*3=120 電纜合計3. 65+120=123查煤礦供電設計與繼電保護整定計算，得兩項短路電流為6973AO3、局部通風機電機處兩相短路電流計算移變至風機開關的電纜為MYP-l. 14kv 3X25+1X10的53米電纜MYP-1. 14kv 3 X 25+1 X 10 53米電

48、纜，折合為SOink電纜為 53*1. 91 二 101. 3查煤礦供電設計與繼電保護整定計算，得兩項短路電流為2939AO九、過流保護裝置整定1、KBSGZY1250/10/1. 14移動變電站保護裝置的整定高壓配電箱過流保護裝置整定過載保護整定高壓配電箱過載保護裝置的動作電流，按移變一次側額定電流來整定，即L二瓦已/ 3Uncos 6 =0. 92*369/1. 732*10*0. 75二28A取 28A。短路保護整定該移變所帶負荷功率最大為掘進機截割電機，功率為200kW,額定電流 In=120A,此處取I枷=6IN,其他電機正常運行來考慮，其一次側動作電流計算為:IdN (Inm+Ei

49、n) /Kb二(6*120+75+30) /8. 33二99. 03A動作電流倍數(shù)n二I/L=99. 03/28二3. 53取n二4倍30短路電流為112A0開關速斷保護是按過載保護的倍數(shù)進行整定的，所以取速斷保護I妒4L,由 過載保護裝置動作。低壓側保護箱過流保護裝置整定過載保護整定其過電流(速斷)保護整定值應略大于下級控制開關的過電流(速斷)保 護整定值，同時滿足靈敏系數(shù)的要求，過載保護整定值為：L二KxtPn/ 3Uncos 6 二0. 92*369/1. 732*1. 2*0. 7二233. 3A取 230Ao短路保護整定IdN (Inm+、in) /Kb二(6*120+75+30)=

50、825動作電流倍數(shù)n=Id/Iz=825/230=3. 85取n=4倍開關速斷保護是按過載保護的倍數(shù)進行整定的，所以取速斷保護Isd二4IZ, 由過載保護裝置動作。短路保護整定值為920A控制開關的整定KBZ-400饋電開關過流保護裝置整定過載保護整定Iz=KxEPn/V3U2ncos4)=0. 92X325/(1. 732X 1. 14X0. 7)=205. 5A取 205Ao短路保護整定(6*120+75)=795A31動作電流倍數(shù)n二Id/Iz二795/205=3. 8取n=4倍短路保護整定值為820A原二L/Id二5911/820二7. 21. 5,滿足要求。局部通風機開關保護整定過載

51、保護整定LNle 二 30A短路保護整定Id = 81 廣 8*30 二240A校驗靈敏度系數(shù)、=L/Id二6973/240二291. 5,滿足要求.十、漏電保護及接地引至東翼大巷工作面配電點的10kV高壓電纜選用MYPTJ-8. 7/10kV型礦用 絕緣監(jiān)視屏蔽型高壓橡套電纜。井下低壓供電系統(tǒng)設有過電流、漏電、接地三大保護裝置，三大保護裝置 嚴格遵照煤礦井下三大保護裝置整定細則規(guī)定執(zhí)行。選用帶綜合保護裝置 KBZ型礦用隔爆真空饋電開關和帶漏電保護裝置的BZX-2. 5型礦用照明變壓器綜 保裝置。井下采用變壓器中性點不接地系統(tǒng)，在井下主、副水倉用鋼板各設1主接 地極，在配電點用焊接鋼管分別設局

52、部接地極，并利用電纜接地芯線、專用接 地線、電纜的鋼帶鎧裝把所有接地極連接在一起形成接地網(wǎng)，所有電器設備的 金屬外殼均應和接地網(wǎng)可靠連接，接地網(wǎng)上任意一點的接地電阻不大于2 Q o十一、工作面運輸巷照明32根據(jù)煤礦安全規(guī)程（2016版）第469條，工作面運輸巷每隔15m設一 套隔爆LED燈，采用半固定式照明。若工作面運輸巷無軌膠輪車運輸線路兩側 安裝有反光標識，則不受此限。AC127V照明電源引自設于巷道內的照明變壓器綜保裝置。附圖：5煤中央變電所、泵房、水倉掘進設備布置圖5-2煤中央變電所、泵房、水倉掘進工作面供電系統(tǒng)圖第六章運輸設計第一節(jié)運輸能力計算一、掘進期間5?煤中央變電所、中央水泵房

53、掘進工程量小，且掘進工期短。現(xiàn)需對生產 期間的運輸方式進行確定，具體如下：皮帶運輸：本掘進段最多時需安裝5條皮帶，方可保證生產過程中的正常 出渣。皮帶運輸?shù)膬?yōu)點：運量大，連續(xù)性好，運輸可靠；缺點：鋪設困難，維 護不便，運營過程中人力投入過多等。無軌膠輪車運輸：本掘進段配備1臺無軌膠輪車，1臺防爆鏟車即可滿足每 班出渣需求。無軌膠輪車的優(yōu)點：運輸靈活，便于維護保養(yǎng)，適用于短途及復 雜路段運輸；缺點：運量小，工作量大，貨流不均衡等。鑒于本掘進區(qū)域運途短，巷道復雜，本設計采用無軌膠輪車運輸。二、運輸能力計算采用EBZ-200掘進機，每循環(huán)進尺巖巷Im,煤巷3m,因該段掘進絕大多數(shù)為巖層，局部區(qū)域為煤

54、層。33 掘進區(qū)域巖石容重取2. 3；循環(huán)渣量為：1X5. 2X3. 4X2. 3=40. 7t；采用WC8J防爆無軌膠輪車，每車載重8000KG,則出渣次數(shù)為： 40.74-0.84-4=12.7次，滿足掘進期間出渣需求。附圖：5一2煤中央變電所、泵房、水倉運輸路線圖第七章通風設計第一節(jié)掘進風量計算5”煤中央變電所、中央泵房相關巷道掘進工作面通風方式：壓入式通風。煤中央變電所、中央泵房掘進迎頭：新鮮風：局扇一5煤中央變電所、中央泵房巷道掘進迎頭；乏風：5煤中央變電所、中央泵房巷道掘進迎頭一5煤輔運大巷一5以煤回 風大巷一回風斜井一地面。掘進工作面風量計算原則煤中央變電所、中央泵房相關巷道在施

55、工過程中采用壓入式通風，最長 供風巷道為外環(huán)水倉，全段長162m。每個獨立通風的掘進工作面實際需要風量，應按瓦斯或二氧化碳涌出量、 工作人數(shù)、巷道斷面、風速和局部通風機實際吸風量等規(guī)定要求分別進行計算, 并必須采取其中最大值。本礦井為瓦斯礦井，風量計算以本礦的風量計算辦法 為依據(jù)。1、掘進工作面需要風量計算1）按瓦斯涌出量計算Qi=100XkdXq 掘=100X0. 18X 1. 6=28. 8m3/min34式中：q掘一掘進工作面瓦斯絕對涌出量0. 18m3 /min；kd一通風系數(shù)，機掘工作面取1. 52. 0o2）按二氧化碳涌出量計算：Qhf=67 qhc khc=67X0. 35X 1

56、. 6=37. 52m3/min式中：qhc掘進工作面回風流中平均絕對二氧化碳涌出量，0. 35m7min；K一掘進工作面二氧化碳涌出不均勻的備用風量系數(shù)，正常生產條件下，連續(xù)觀測1個月，日最大絕對二氧化碳涌出量與月平均日絕對二氧化碳涌出量 的比值,取1.6；67按掘進工作面回風流中二氧化碳的濃度不應超過1. 5%的換算系數(shù)。3）按工作面同時工作最多人數(shù)計算：Q2=4N=4 X 16 = 64m3/min式中：N掘進工作面同時工作的最多人數(shù)，人；取N =16人4每人需風量，m7mino4）風速驗算按最低風速驗算：Q 最低二 15S二 15 X 17. 68=265. 2m3/min式中：Q最低

57、一滿足掘進工作面最低風速需風量；15-煤礦安全規(guī)程中規(guī)定的掘進中煤巷和半煤巖巷最低風速，0. 25m3/s(15m3/niin)；35s一本設計掘進巷道掘進斷面積取所有掘進巷道中的最大斷面，取17. 68n)2工作面輔助運輸選用1臺防爆柴油機無軌膠輪車、1臺防爆裝載機額定功率：50kW按照新煤礦安全規(guī)程要求防爆柴油機無軌膠輪車功率每千瓦配風4m3 /min故需增加配風量440m3 /min0所以，5點煤中央變電所、中央水倉相關巷道掘進工作面需風量取上述最大 值 265. 2+400二6663/min按最高風速驗算：Q 最高二240S二240 X 17. 68=4243. 2m7min666m3

58、 /min式中：Q最高一達到掘進工作面最高允許風速需風量；240-煤礦安全規(guī)程中規(guī)定的掘進中煤巷允許最高風速，240m/min (4m/s)；S一本設計掘進巷道掘進斷面積取所有掘進巷道中的最大斷面，取17. 68m2o通過計算，取同時滿足以上3個條件的風量值，確定為掘進工作面需 風量 Q 為 666m3/mino3、局部通風機的選型以掘進工作面計算需要風量Q”和巷道設計最大供風距離，計算局部通風機 需要吸風量Qaf=Qhf/(l-P 百)m=666/(1-0. 015) 1677m3/min式中：Qaf局部通風機需要吸風量，m7min；36Qhf一掘進工作面需要風量，取666m7min （按以

59、上計算取其中最大值）； m一獨頭通風百米長度指數(shù)（即通風長度為100, 200m-400m時，m=1, 2,4）,取;P百一柔性風筒百米漏風率，可參照下表。通風距離（m）2000百米漏風率（%）1510321. 5選擇高效率、低噪聲對旋式通風機：根據(jù)計算工作面所需的風量，確定施 工時選用兩臺FBD-N27. 1/ 2 X 30kW型對旋軸流式局部通風機，采用雙風機雙電 源自動切換，一臺使用，一臺備用，配4）800nun抗靜電阻燃膠質風筒為工作面供 風，即可滿足掘進工作面通風需要。因5以煤中央水倉、中央泵房直接利用5-2煤采區(qū)通風系統(tǒng)，能夠滿足通風需 求。第二節(jié)通風路線通風路線：副斜井（主斜井）

60、一4煤車場一5*煤副斜井一局部通風機一掘 進工作面一5煤北（南）翼輔運大巷一5煤回風大巷一5”煤總回風巷一回風井附圖:5或煤中央變電所、泵房、水倉通風系統(tǒng)圖第八章井下緊急避險六大系統(tǒng)一、安全監(jiān)測監(jiān)控系統(tǒng)本礦采用KJ95X型安全監(jiān)測監(jiān)控系統(tǒng)，系統(tǒng)在地面設監(jiān)測中心站，由2臺 監(jiān)測監(jiān)控中心站、9臺監(jiān)測分站及若干數(shù)字型傳感器組成。對井下采、掘、運各 環(huán)節(jié)的瓦斯、風速、負壓、溫度、一氧化碳及風門進行安全環(huán)境監(jiān)測。采掘工37 作面實現(xiàn)瓦斯電閉鎖和風電閉鎖。本礦KJ95X型安全監(jiān)測監(jiān)控系統(tǒng)可滿足5煤中央變電所、中央水泵房掘進 期間的安全需求。附圖：5一2煤中央變電所、泵房、水倉監(jiān)控布置圖；二、井下人員位置監(jiān)