毕业设计安全专题部分 - 图文

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式开关，实现局部通风机主、备互投、自动切换，并结合瓦斯监控系统，完成“风电、瓦斯电”闭锁功能。

5）KBZ矿用隔型真空馈电开关采用数字化单片机技术，具有过载、短路、欠压、失压保护；选择性漏电保护；分支开关漏电保护的后备保护及漏电闭锁保护功能。可做为供电系统的总开关和配电支路首末端的分支开关使用。

6）井下40kW及以上的电动机控制设备，采用真空磁力起动器。具有失压、过压、过载、短路、断相、及漏电闭锁保护功能。

7）井下固定敷设的高压电缆选用MYJV22-8.7/10kV煤矿用交联聚乙烯绝缘聚氯乙烯护套钢带铠装电力电缆；去采煤、掘进工作面移动变电站的电缆选用MYPTJ-8.7/10kV煤矿用移动金属屏蔽监视型橡套软电缆；采煤机、掘进机电缆选用MCPTJ-0.66/1.14kV采掘机屏蔽橡套软电缆；其余动力设备电缆选用MYP-0.66/1.14kV、MYP-038/0.66kV煤矿用阻燃移动屏蔽橡套软电缆。

8）矿用隔爆型移动变电站高压侧为隔爆型高压负荷开关箱，设有观察孔、急停按钮和安全联锁按钮组成的联锁保护装置；低压侧为隔爆型低压馈电开关箱，设有空气、真空管式两种断路器，它们具有检漏、过载、短路、欠电压、延时等保护性能，另外还具有电压、电流、漏电指示及变压器器温度保护装置；变压器为隔爆型干式变压器，空气自冷，B级绝缘。

9）井下供电网络为中性点不接地系统。由地面10kV主变电所至井下中央变电所的电缆线路上装设有零序电流互感器和选择性的单相接地保护装置；井下变电所的高压馈线回路上装设有选择性的动作于跳闸的单相接地保护装置。井下低压馈电线上均装设有选择性的检漏保护装置。由上述装置对井下电网的绝缘状况进行连续检测，当电缆线路发生接地故障时，可及时切断电源，以保证矿井安全生产。每天必须对低压检漏装置的运行情况进行1次跳闸试验。40kW及以上的电机均选用矿用隔爆型真空磁力起动器控制，井下所有电机控制设备均设有短路、过负荷、单相断线、漏电闭锁保护及远程控制功能。

10）电钻选用ZBZ型矿用隔爆电钻综合保护装置，设有检漏、漏电闭锁、短路、过负

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荷、断相、远距离起动或停止电钻的功能。每班使用前，必须对煤电钻综合保护装置进行1次跳闸试验。

11）为保证井下照明安全，选用保护齐全的BZX-4.0型矿用隔爆型照明变压器综合保护装置供给127V照明电源。

12）井下不得带电检修、搬迁电气设备、电缆和电线。

（1）工作面搬迁或检修前，必须切断电源，检查瓦斯，在其巷道风流中瓦斯浓度低于1.0%时，在用与电源电压相适应的验电笔检验，检验无电后，方可进行导体对地放电。

（2）所有开关设备的闭锁装置能可靠地防止擅自送电，防止擅自开盖操作，开关把手在切断电源时必须闭锁，并悬挂“有人工作，不准送电”字样的警示牌，只有执行这项工作的人员才有权取下此牌送电。

13）操作井下电气设备应遵守下列规定：

（1）非专职人员或非值班电气人员不得擅自操作电气设备。

（2）手持式电气设备的操作手柄和工作中必须接触的部分必须有良好绝缘。 （3）井下不准拆卸矿灯。

14）井下普通型携带式电气测量仪表，必须在瓦斯浓度1%以下的地点使用，并实时监测使用环境的瓦斯浓度。

15）为防止静电产生的电火花引起瓦斯、煤尘爆炸，主要采取以下措施：

（1）保护接地，将带电物体上产生的静电荷通过接地导线引入大地，避免出现高电位，减少物体对地的电压差。

（2）加静电剂或导电填料，在矿井中使用抗静电管材。 （3）增加作业空间的湿度。

16）本矿井井下供电系统为中性点不接地系统，采用保护接地的方式。为了安全，在井下装有电气设备的硐室、低压配电点或装有3台以上电气设备的地点等处，均设局部接地极，在主、副水仓中各埋设1块主接地极，接地极面积大于0.75mm2，厚度不小于5mm。并利用铠装电缆金属外皮和橡套软电缆的接地芯线，把分布在井下各处的局部接地极连接

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起来，并和主接地极连接构成总接地网，接地网上任一保护接地点的接地电阻值不得超过2Ω。当接地芯线断裂时，靠近工作面的局部接地极的接地电阻在主接地芯线断后不应超过80Ω。每一移动式和手持式电气设备至局部接地极之间的保护接地用的电缆芯线和接地连接导线的电阻值，不得超过1Ω。

17)矿井因停电和检修，主要通风机停止运转或通风系统遭到破坏后，矿方必须严格执行制定的恢复通风、排除瓦斯和送电的安全措施。恢复正常通风后，所有受到停风影响的地点，都必须经过通风、瓦斯检查人员检查，证实无危险后，方可恢复工作。所有安装电动机及其开关地点附近20m的巷道内，都必须检查瓦斯，符合《煤矿安全规程》的规定后，方可启动机电设备。

总之，矿井在生产和建设过程中，要对瓦斯引起高度的重视，严格执行《煤矿安全规程》之规定，采取一切必要的预防措施，避免灾害事故的发生。

1.2.10地面储、装、运等辅助生产系统防爆措施

为改善工作环境，防止筒仓内发生煤尘和瓦斯爆炸，在每个筒仓顶部设两台T35-11系列轴流风机，并安装全自动瓦斯监控探头。

地面生产系统的各转载点和装车点均安设喷雾洒水装置，以降尘和防止煤尘浓度超限，引起煤尘爆炸，在原煤筒仓设喷雾洒水装置。

1.3隔爆措施

本矿为高瓦斯矿井，本次设计采用对井下巷道设置隔爆水棚，对井下瓦斯煤尘爆炸进行隔爆。

1.3.1隔爆水棚设置地点

1)与井筒相联接的主要运输大巷和回风大巷等巷道中，设置集中式主要隔爆水棚； 2)采区运输巷道和回风巷道中，设置集中式主要隔爆水棚；

3)采区内的煤层掘进巷道中，采煤工作面进回风顺槽设置集中式辅助隔爆水棚； 4)在井底煤仓上下口相连的巷道设置集中式主要隔爆水棚。

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1.3.2隔爆水棚

1）水棚的结构与选型

设计主要水棚采用隔爆水袋，其型号为GBSD-60，规格为60L，结构参数为900mm×400mm×250mm；辅助水棚也用隔爆水袋，其型号为GBSD-40,规格也为40L，结构参数为600mm×400mm×250mm。

2）水棚的布置与计算

水棚的布置方式为：架设高度不低于1.8m，棚距1.2～2.5m，水棚首架棚设置一般距容易爆炸地点距离为60～200m，主要隔爆棚的棚区长度不小于30m，辅助隔爆棚的棚区长度不小于20m，水棚距离巷帮不小于100mm，距巷道地面不小于1.8m；棚组内的各排水棚的安装高度一致，棚区处的巷道需要挑顶时，其断面积和形状应与其前后各20m长度的巷道保持一致，水棚设置在巷道的直线段内。

3)水棚设置地点及每组水棚水量

根据采区巷道布置，设计共设置主要隔爆水棚9组，240架；辅助隔爆水棚共6组，210架。水棚设置地点及数量、位置及棚区长度详见图AZ1095-150-01。

每组水棚水量依下式计算： G=gS 式中：

G——总水量，kg；

g——每m2巷道需水量，L/m2，主要隔爆水棚400L/m2，辅助隔爆水棚200L/m2 S——巷道断面积，m2。10号煤层：胶带运输大巷、轨道大巷（集中轨道大巷）、进风行人大巷（集中进风大巷）、回风大巷断面积均为14.7 m，10号煤层胶带机顺槽、轨道顺槽和回风顺槽（进风顺槽）断面积均为12.0 m2。4号煤层：胶带运输大巷、轨道大巷、回风大巷断面积均为7.0 m2，4号煤层胶带机顺槽、轨道顺槽断面积均为7.0 m2。

经计算，胶带运输大巷、轨道大巷（集中轨道大巷）、进风行人大巷（集中进风大巷）、回风大巷每组主要隔爆水棚总水量：

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