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伪倾斜柔性掩护支架采煤工作面《作业规程》
　　+2200m水平Ⅳ13煤层回采工作面设备布置详见表。
　　+2200水平—2250m水平Ⅳ13煤伪倾斜柔采工作面支护型式为单体液压支柱配合柔性掩护支架(采用矿用11#工字钢)进行支护，支架采用28.5mm的钢丝绳进行连接。单体液压支柱采用DW12-300/100、DW12-300/100型。
　　以工作面直接顶载荷的倍数估算老顶的载荷：
　　P=No∑hoγ
　　式中 p——直接顶及老顶来压时的支护强度，KN/m2
　　N——老顶来压与平时来压强度的比值，称增载系数。基本定来压时，通过直接顶传递给支架的作用力，称为基本顶载荷，一般可按直接顶载荷的倍数估算，称为动载系数。基本定来压时的载荷一般不超过平时载荷的2倍，本次计算取2.
　　γ——顶板岩层容重，2.5t/m3
　　如果忽略顶板下沉量，
　　则 ∑h=M/(K-1) (M为采高，K为碎胀系数)
　　本次计算：采高为工作面实际采高2.0m;
　　K值一般取刚破碎时的胀碎系数1.25—1.5
　　则 P= No∑hoγ=2*M/(K-1)* γ
　　因而 P=2*(2~4)*M*γ
　　=(4~8)*M*γ
　　=8*2.0*2.5
　　=40KN/m2
　　(注：上述技术参考1991年3月煤炭工业出版社出版的矿山压力及其控制教材)
　　根据工作面实际斜长及控顶距推算顶板岩层实际作用力：
　　PL= P*L*B=40*106*1.8=7632KN
　　PL：为工作面控顶范围内岩石对支架的作用力，单位KN
　　L：为工作面斜长，单位m
　　B：为工作面支架实际控顶距离，单位m
　　(2)根据工作面实际使用的单体液压支柱实际支撑能力计算：
　　Rt=KgKzKbKnKaR
　　=0.99*0.95*0.9*0.8*0.9*300
　　=182.8KN
　　式中Rt——支柱实际支撑能力，KN
　　Kg——支柱工作系数0.99
　　Kz——支柱增阻系数0.95
　　Kb——支柱不均匀系数0.9
　　Kn——采高系数0.8 本次计算工作面采高比为0.8
　　Kn=H实际/H可采=2.0/2.5=0.8
　　Ka——倾角系数0.9
　　R——支柱额定工作阻力，KN 本次计算取300 KN
　　(注：上述数据参考支柱检验报告，编制指南，矿山压力学得出)
　　(3)工作面合理的支柱密度计算：
　　n=PL/Rt==41.7根
　　所以工作面应使用42根单体液压支柱来满足工作面顶板支护。
　　(4)工作面支柱柱距、排距
　　柱距、排距：为使采面正规循环作业，拟在工作面靠煤壁侧布置单排支柱，柱距为2.5m，所需的另一排单体由支架腿代替数位r/2
　　验证：当柱距为2.5m时，每根支柱支撑顶部面积：2.5*(2.2/2)=2.75m2
　　每根支柱最大能支撑顶板面积为：182.8/40 =4.57 m2&4.5m2
　　符合工作面支护强度要求。
　　故该工作面采用DW12-300/100、DW12-300/100型单体液压支柱
　　柱距为2.5m，配合柔性掩护支架可满足工作面支护强度要求。
　　一、矿压观测方法:建立严格的采面压力观测，有效防止局部或大面积冒顶，以及周期来压造成的危害。
　　采煤工作面顶板来压及冒落观测方法：
　　二、在开采期间，严密观测采面内煤层变化情况，发现异常情况，否则必须及时进行处理。
　　三、开采期间，在打眼或装药时，若听到煤层中发出“咚咚”声，或较大的放炮声，就可确定是顶部来压较大，此时，应停止作业，撤离人员，先进行处理，再进行作业。
　　四、观察运输巷的支架支护情况，有无顶梁折断或弯曲等现象，查看单体液压支柱有无卸压、损坏及无效支护的现象，否则必须及时补架、换梁或更换支护。也可用专用仪器对单体支柱进行测压试验。
　　五：检测方法：
　　(1)利用单体测压仪检测上下端头前、中、后排单体压力，目的为检测其初撑力、工作阻力是否达到要求，最后将数据汇总，并计算出支护质量合格率。
　　(2)观测方法：每班至少检查一次，在上下端头移架前后均必须进行检测压力。
　　一、运输方式的确定及运输设备的选择
　　运输方式：采用2部刮板输送机加皮带机运煤至矿总运系统。
　　运输设备：刮板输送机、皮带机。
　　二、运输设备的安装位置及固定方式
　　安装位置：刮板输送机安装在工作面运输巷道内，沿煤层底帮铺设。
　　固定方式：刮板输送机机头、机尾按照规定打压柱且打牢，并采用两根链条对刮板输送机机头进行固定，以防歪斜;胶带输送机主机固定在地锚上，并用Φ12.5mm钢丝绳双股拉紧，用U型绳卡子将钢丝绳卡紧，将主机固定。
　　三、运煤路线和辅助运输路线
　　(一)运煤系统
　　+2200m水平Ⅳ13煤层工作面→刮板机→皮带机→刮板机→+2200水平石门→2台SGB420/40A刮板机转载→+2200m水平集中运输巷道→+2043水平—2200m水平集中煤仓→+2043m水平主平硐→皮带机→地面。
　　(二)运料系统
　　材料由地面→+2043主平硐→1号轨道上山→+2200m水平车场石门→+2200m水平Ⅳ13煤层运输巷道→Ⅳ13煤层收作眼→工作面。
　　材料由地面→+2043主平硐→1号轨道上山→+2250m水平车场石门→+2250m水平Ⅳ13煤层回风巷道→→工作面。
　　根据+220
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20101工作面避难硐室和防突风门设置方案
20101工作面避难硐室和防突风门设置方案
&一、避难硐室
&（一）20101工作面避难硐室设置在工作面回风巷中（具体位置如图），作为工作面掘进过程中作业人员紧急避难和放炮员操纵放炮的地点。
&（二）避难硐室净断面采用3.5米宽和2.75米高的半圆拱形式，深度5米，装门后净深不少于4米，有效使用面积为14.7m2，按20101回风和辅运两巷每班最多20人计算，能满足该工作面每人使用面积不少于0.5m2的要求。硐室采用锚喷支护形式，内外墙做M7.5水泥砂浆抹面处理。
&门墙采用800mm厚砖砂浆砌筑，嵌入围岩深度不小于200mm，门净断面为1.2&1.8米，门框采用7.5cm角钢制作。门扇采用坚实的木质结构，包制铁皮，厚度不小于50mm；背面使用角铁横梁加固，门轴必须设置在靠向工作面一侧，门扇能自动关闭。四周与门墙接触严密，平整不漏风。室内沿三周用水泥打一个高300&宽300mm的坐台，供人员使用。
&（三）室内安装一套不少于20组的压风自救系统，保证每人供风量不少于0.3m3/min的需要，压风自救系统应有减压装置和带有阀门控制的呼吸嘴，并设置直通矿井调度室的通讯电话和一个能同时监测两个工作面瓦斯情况的监测分站。
&（四）避难硐室内支护必须保持良好，采用压风管路供风，且在周边喷浆或砌墙抹面，防止瓦斯积聚。
&二、防突风门
&（一）风门前后5m范围内巷道支护完好，无片帮、冒顶现象，无杂物、积水、淤泥。
&（二）在回风巷安设两组矿用防瓦斯突出风门（位置如图示）。风门规格为：1.4&1.7米，为正反两道，共四道。两道风门间距5米，每组风门必须联锁，确保其始终处于常闭状态。
&（三）风门墙垛用砖砌筑，墙体四周必须掏槽，嵌入巷道周边岩石的深度为300mm。墙垛厚度800mm，墙体平整，无裂缝、重缝和空缝，严密不漏风。
&门框可采用坚实的木质结构，厚度不得小于100mm。门框要有垫衬，四周与门扇接触严密。
&（四）门墙上预留两个直径为800mm的风筒孔和一个800&500的矩形调节风窗，在左帮布置3个大小为直径200mm的管线孔，分别用来接供水、压风、电话监测等管线，下方应设置一条200&200mm的水沟，为防治瓦斯流入，可钉皮带适当封堵。两道风门之间采用800mm铁质风筒，风筒内设有防止瓦斯逆流装置，调节风窗也应内设防逆流装置。
&（五）通过每一道风门墙体的风筒，都必须设防止逆流装置（逆止阀），铁风筒铁板厚度3mm-5mm，逆止阀铁板厚度不小于5mm。
&（六）风门墙体的排水沟采用低于巷道地板的反水沟，深度根据风压大小来构筑，不漏风。
（七）墙体上的所有管孔必须用水泥沙浆封堵严实。
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不良信息举报中心基于井下避难硐室系统的煤矿应急模型研究--《首都经济贸易大学》2012年硕士论文
基于井下避难硐室系统的煤矿应急模型研究
【摘要】：改革开放以来，特别是进入21世纪之后，我国对煤炭资源的依赖程度越来越大，随着煤炭行业兼并重组，煤炭生产的规模也不断提高，但是我们对煤矿灾害事故的发生机理研究尚不成熟，虽然进行各个企业都不断加大安全生产的费用投入，煤矿事故仍然时有发生，可以见得，我们无法从根本上杜绝煤矿事故。
传统的煤矿事故应急方式主要是以地面救援为主，真正遇险人员的救护是被动的。2010年国务院23号文强制推行煤矿井下安全避险“六大系统”，开启了我国新的应急救援模式。本文在此基础上展开，提出了应当建立基于井下避难硐室的煤矿应急救援模型、机制和体系。
本文首先分析了不同事故的特点，得到适合向避难硐室逃生的事故类型，并在此基础之上，分析不同事故的影响范围、破坏程度，发现了瓦斯、煤尘爆炸事故的扩散速度之快，影响范围之广，直接决定了工作面避难硐室（救生舱）的布置位置。结合人员所能承受的冲击波压力，确定了爆炸造成的死亡半径，并以此处作为工作面救生舱的选址。再结合采区和井底车场避难硐室的位置，运用Dijkstra最短路径算法，计算出井下各点到最近的避难硐室（救生舱）的最短耗时路线，从而为井下员工逃生制定直接且有预见性的逃生方案。
本文在上述研究内容的基础上，建立了基于井下避难硐室的煤矿应急管理三维结构模型，详细阐述了各要素之间的关系，在该模型的基础是分析了建设基于井下避难硐室的应急救援体系对现象体系的影响，从而为煤矿建设完善避难硐室系统提供参考
本文在一个简单矿井模型基础上进行了运算，因此只能作为理论上的分析，希望能对煤矿避难硐室系统的建设起到一定的指导作用。
【关键词】：
【学位授予单位】：首都经济贸易大学【学位级别】：硕士【学位授予年份】：2012【分类号】：X936【目录】：
摘要4-5Abstract5-71. 绪论7-16 1.1 研究背景7-10 1.2 研究目的和意义10-11 1.3 国内外研究现状11-13 1.4 论文研究的主要内容、方法及技术路线13-162. 煤矿井下紧急避险系统综述16-21 2.1 现有避灾方式分析16-17 2.2 井下紧急避险系统简介17-18 2.3 紧急避险系统基本类型18-20 2.4 小结20-213. 避难硐室灾害适用性分析21-32 3.1 煤矿事故特点综述21-22 3.2 矿井各类灾害分析22-26 3.3 事故后果分析26-31 3.4 小结31-324. 避难硐室选址和逃生最短路径32-48 4.1 爆炸冲击波对避难硐室位置的影响32-34 4.2 工作面避难硐室位置确定34-35 4.3 基于 Dijkstra 算法的避难硐室选址35-38 4.4 实例验证38-46 4.5 小结46-485. 基于避难硐室的煤矿应急模型研究48-57 5.1 建立基于井下避难硐室的煤矿应急模型48-52 5.2 建立基于井下避难硐室的煤矿应急体系52-55 5.3 小结55-576. 结论和展望57-59 6.1 结论57 6.2 展望57-59致谢59-60参考文献60-62附录62-67 附录 162-63 附录 263-67详细摘要67-79
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