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名称
平均厚度(m)
抗压强度(MPa)
抗拉强度(MPa)
岩性特征
直接顶
油页岩
14.91
21.31
1.72
褐黑色,叶片状层为主核软,为K3标志层。
直接底
粉砂质泥 岩
2.78
42
2.23
泥岩~粉砂岩,灰色~灰黑色,局部含碳屑,平行层理为主。
第三节地质构造
一、地质构造情况
本区域地质条件较复杂,基本无断裂构造,但褶曲及裂隙构造发育。
煤层产状及煤厚变化较小且夹矸薄厚稳定、褶曲构造是影响掘进的主要原因。
第四节水文地质
水文情况
该段工程主要受煤1-1顶板油页岩以上砂岩裂隙第三含水层影响,水文地质条件中等。
由于煤1-1顶板油页岩松散易冒,且顶、底板裂隙较多,不排除有导通煤1-1顶板油页岩以上砂岩裂隙含水层的可能。
因此在掘进过程中如遇到煤层厚度、产状突变或断层、顶底板涌水等异常情况,立即停止施工,报告调度室。
同时要按最大涌水量备齐排水设施形成排水能力。
预计该掘进工作面正常涌水量0.35m3/min,最大涌水量0.50m3/min。
第五节地质储量及瓦斯、煤尘及自然发火情况
一、地质储量
工作面工业储量1082604t,可采储量866083t。
二、瓦斯、煤尘及自然发火情况
1、瓦斯绝对涌出量:
2.00m3/min
2、二氧化碳绝对涌出量:
3.65m3/min
3、煤尘爆炸指数:
48.36%。
4、煤层自然发火情况:
属Ⅱ类自燃煤层,但无发火记录
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
第二节支护设计
一、支护设计
1、顶底板分析
煤1-1顶板为黑色油页岩~粉砂岩。
煤1-1厚5.06m。
煤1-1底板为灰色泥岩~细砂岩,致密坚硬。
2、29U型13.13㎡金属拱型支架间距验算及选择、确定:
⑴巷道顶板压力
Pt=α×
L2×
r×
a×
9.8
=480.08a(KN)
Pt-巷道顶板压力(KN);
α-承载系数α=1,;
α=1÷
3f;
f-普氏系数(煤取0.3);
L-巷道掘进宽度(m);
r-顶板岩石容重(2.1t/m3);
a-金属拱型支架间距(m)。
⑵矿用金属拱形支架额定载荷
P13.13=320.3~359.5KN
⑶计算棚距
依据P13.13>
Pt=α×
a13.13<
p13.13/αL2r×
=p13.13/αL2r×
=320.3~359.5/480.1
=0.667~0.748m
⑷棚距确定:
根据计算数据,棚距0.6m<0.667m,29U型钢13.13㎡金属拱型支架施工时棚距取0.6m,能满足支架额定载荷。
第三节支护要求及验收标准
根据设计,1119-1N风道、1119-1N切眼掘进工作面巷道采用29U型钢13.13㎡金属拱型支架支护;
29U型13.13㎡金属拱型支架支护验收标准:
⑴巷道净宽:
4582mm(-30,+100)。
⑵巷道净高:
3200mm(-30,+100)
⑶支架间距:
600mm(-50,+50)。
⑷搭接:
450mm(-30,0);
卡缆包两头,接口严密,卡缆上齐上紧。
⑸支架前倾后仰:
水平巷道允许偏差±
1°
(1m垂线不大于17mm);
倾斜巷道支架架设要迎山有劲(巷道坡度增加6°
-8°
迎山角增加1°
)。
⑹卡缆:
卡距350mm(-30,0);
采用29U卡缆,每架支架使用七个卡缆,即上顶中间一个,两帮搭接处各三个,卡缆螺栓扭矩:
≥150N·
m。
⑺支架梁扭距:
≤100mm。
⑻柱窝深度:
200mm(-150,0)。
⑼支拉杆位置:
每架三道,上顶中间一道,两帮搭接中间卡缆处各一道。
⑽巷道插背:
采用木质背板插背,背板间距不大于100mm。
第四章施工工艺
第一节施工方法
一、施工方法
以机掘为主,其它不适合机掘的条件采用炮掘,胶带输送机(刮板输送机)运输煤(矸)。
二、施工工序
1、炮掘
施工工序:
开工准备→打眼→响炮→找掉→窜前探梁、挂棚梁、插背正顶(临时支护)→出矸→接棚腿→插背两帮(永久支护)。
2、机掘
开工准备→开机割煤→找掉→窜前探梁、挂棚梁、插背正顶(临时支护)→出矸→接棚腿→插背两帮(永久支护)。
第二节装载与运输
一、装煤(矸)方式
采用EBZ-160型掘进机割煤(矸)、装煤(矸)。
二、运输方式
1、运煤矸
使用胶带输送机、刮板输送机运输煤(矸)。
2、运料
施工所需物料用绞车运至工作面掘进机后,再由人力运送至工作面。
第三节管线敷设
管线严格按标准吊挂、随掘进及时向前吊挂。
(图1:
1119-1N风道巷道布置图)
第四节设备及工具配备
表3掘进机电设备一览表
序号
设备名称
设备型号
单位
数量
备注
1
胶带输送机
DSJ80/40/2*90
部
2
刮板输送机
DSB40
3
局部通风机
FBDNO6.3/2×
30
台
4
潜水泵
BQS50-30-7.5
备用1台
BQS60-60-22
5
电话
KTH106-1Z
6
掘进机(带转载)
EBZ-160
7
断电控制器
KDG0.3/660
8
磁力启动器
QBZ-120
备用2台
9
QBZ-80/1140(660)
10
QJZ-315/1140(660)
11
电缆
MYP-3*70+1*25
0.66/1.14KV
米
900
12
综保(照明、煤电钻)
ZBZ-4.0M、ZBZ-4.0Z
煤电钻综保随掘进机前移
13
绞车
JD-1.6(JD-1)
14
铁管路
Ф108
2484
15
除尘设备
KCS/140型
套
16
耙岩机
P60B
第五章生产系统
第一节通风系统
一、掘进工作面风量计算
施工过程中,掘进工作面采用局部通风机压入式通风。
掘进工作面实际需要风量,按瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量和炸药量以及局部通风机的实际需风量等规定分别进行计算,然后取其中最大值。
1、按瓦斯涌出量计算
Qhf=100×
qhg×
khg
式中:
qhg——掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量,2.00m3/min;
khg——掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数(K=1.2);
100——按掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1%的换算系数。
Qhf=100×
2.00×
1.2
=240m3/min
2、按二氧化碳涌出量计算
Qhf=67×
qhc×
khc
qhc——掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量,3.65m3/min;
khc——掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数(K=1.2);
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。
Qhf=67×
3.65×
=293.46m3/min
3、按炸药量计算(我矿使用二级煤矿许用炸药)
Qhf≥10Ahf
Ahf——掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量为27kg。
Qhf≥10×
27
≥270m3/min
4、按掘进工作面人员数量验算
Qaf≥4Nhf×
K
Nhf——掘进工作面同时工作的人数,36人;
K——备用系数;
取1.25;
Qaf——局部通风机实际吸风量,m3/min。
Qaf≥4×
36×
1.25
≥180m3/min
5、按风速进行验算
a)验算最小风量
Qaf≥60×
0.25Shf
≥60×
0.25×
12.41
≥186.15m3/min
式中Qaf——局部通风机实际吸风量,450m3/min;
Shf——掘进工作面巷道的净断面积,Shf=B(h-0.1075B)
B—巷道净宽度取,4.582m;
h—巷道净高度,取3.2m。
S=4.582×
(3.2-0.1075×
4.582)
≈12.41m2
b)验算最大风量
Qaf≤60×
4.0Shf
≤60×
4.0×
≤2978.4m3/min
186.15m3/min<Qaf<2978.4m3/min
根据以上计算,工作面最小需要风量取Qhf=293.46m3/min。
选取FBDNO6.3/2×
30对旋压入式局部通风机(风量为400~510m3/min;
风压1800~5800Pa)风量满足使用要求。
6、按局部通风机所在巷道配风量计算
Qhf=Qaf×
I+60×
0.25Shd
式中:
Qaf——局部通风机实际吸风量,FBDNO6.3/2×
30对旋局部通风机实际吸风量为450m3/min;
I——掘进工作面同时通风的局部通风机台数,1台;
0.25——有瓦斯涌出的半煤岩巷和煤巷允许的最低风速,单位m/s;
Shd——局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积,现场实测断面12.41㎡。
Qhf=450×
1+60×
=450+186.15
=636.15m3/min
局部通风机安装在1110轨道延伸巷实际风量675.6m³
/min>636.15m3/min,满足使用要求。
二、通风系统:
(附图2:
1119-1N风道通风系统示意图)
1、新风路线:
地面→副井→730轨道运输大巷→一采区轨道上山→850车场→1110轨道巷→1110轨道延伸巷→局部通风机→掘进工作面
2、乏风路线:
掘进工作面→1110轨道延伸巷→1110第八联络巷→1110回风延伸巷→1110回风巷→820总回风巷→风井→地面
第二节压风系统
压风系统:
(附图3:
1119-1N风道压风系统示意图)
地面压风机房→副井→730轨道运输大巷→一采区轨道上山→850车场→1110轨道巷→1110轨道延伸巷→掘进工作面;
随掘进滞后迎头不大于30m接一趟Φ108mm压风管路。
第三节防尘供水系统
防尘供水系统:
(附图4:
1119-1N风道供、排水系统示意图)
地面蓄水池→副井→730轨道运输大巷→一采区轨道上山→850车场→1110轨道巷→1110轨道延伸巷→掘进工作面;
第四节安全监测系统
监测信号传输系统:
(附图5:
1119-1N风道监测系统示意图)
由监测系统(KJ580)直接与井下监控分站(KJ580-F)进行通讯,监控线型号(MHYVR2*2*7/0.4)其传输路线为:
掘进工作面→1110轨道延伸巷→一采区第二配电室→1110皮带巷→845车场→一采区配电室→一采区轨道上山→730轨道运输大巷→中央配电室→副井→地面监测机房。
第五节通讯系统
通讯系统(附图6:
1119-1N风道通讯系统示意图)
地面调度室机房→副井→中央配电室→730辅助运输大巷→一采区轨道上山→一采区配电室→850车场→1110轨道巷→1110轨道延伸巷→掘进工作面
电话距工作面迎头不大于50m。
第六节供电系统
供电系统:
(附图7:
1119-1N风道供电系统示意图)
采区第二变电所→1110轨道延伸巷→掘进工作面
1110第三联络巷移动变电站→1110轨道延伸巷→掘进工作面
第七节排水系统、排水设计
1、排水系统:
掘进工作面→1110轨道延伸巷→1110第四联络巷水窝→1110轨道巷→一采区轨山→730轨道运输大巷→副井水仓。
随掘进滞后迎头不大于30m接一趟Φ108mm排水管路。
2、防排水设计:
1119-1N风道掘进工作面正常涌水量为0.35m3/min,最大涌水量为0.5m3/min。
⑴水泵选择
排量要求
Q排>Q最,即Q排>0.5m³
/min。
扬程要求:
根据公式Hb=K(Hp+Hs)计算,式中:
Hb—水泵最小扬程,m;
K—考虑井下环境等备用系数,取1.2;
Hp—最大排高,22m(巷道开口处标高+886m,巷道最低处标高+864m)。
Hs—水泵吸高,2.0m。
得出Hb=1.2×
24=28.8m。
要求水泵扬程H扬>28.8m。
排水站水泵设计根据我矿情况采用BQS60-60-22水泵2台(备用1台)在巷道最低处做排水站集中排水,BQS60-60-22水泵Q排=1m3/min(排水效率70%),H扬=60m,满足排水要求。
⑶、水泵台数
①正常涌水量所需水泵台数:
N正=1.2×
Q正÷
Q排=1.2×
0.35÷
(1*0.7)=0.6(台)
②最大涌水量所需水泵台数:
N最=1.2×
Q最÷
0.5÷
(1*0.7)=0.86台)
考虑到井下环境等因素选定:
在集中排水站设BQS60-60-22型水泵1台,备用1台;
迎头排水水窝使用BQS50-30-7.5型水泵1台,备用1台。
⑷、排水管路
运道铺设一趟φ108mm无缝钢管
管路排量Qmin=60SV=60×
(πD²
/4)×
V,式中:
S-管路内面积,㎡
D-管路内径,φ108mm无缝钢管内径为100mm;
V-管路水的经济流速,1.8~2.2m/s,取2.0m3/s。
得Qmin=60×
(3.14×
0.01/4)×
2.0=0.942(m³
/min),管路排量大于最大涌水量及水泵排量,满足排水要求。
⑸、水泵供电方式:
水泵必须保证两趟1140V电源供电,一趟来自采区第二变电所,另一趟来自1110第三联络巷移动变电站。
第八节运输系统
一、运煤(矸)系统:
(附图8:
1119-1N风道运输系统示意图)
掘进工作面→1110第七联络巷→1110皮带巷→111煤仓→730胶带运输大巷→101煤仓→主井→地面。
运料系统、斜井绞车提升验算
1、运料系统
地面→副井→风井联络巷→820总回斜井→820总回风平巷→1110回风上山→1110回风巷→1110第一联络巷→1110轨道延伸巷→掘进工作面
地面→副井→730轨道运输大巷→一采区轨道上山→850车场→1110轨道巷→1110轨道延伸巷→掘进工作面
2、绞车验算
1)820总回斜井40Kw绞车验算:
820总回斜井40Kw绞车提升段巷道倾角16°
,提升斜长320m。
选用φ21.5mm钢丝绳提升,F=245500N,P=1.658kg/m;
提升重量:
1辆重叉子车载重=959+2726=3685(kg)(每车每次装25根29U13.13㎡棚梁,棚梁重2726Kg);
2辆木料车载重=2×
(959+750)=3418kg。
选用1辆重叉子车重量校核。
据公式:
Wmax=Q(sina+f'cosa)g+PL(sina+fcosa)g
Q--矿车及其载重,Q=3685(kg)
A--提升角度,a=16°
f'--矿车轮对轨道摩擦系数取f'=0.01
f--钢丝绳运行阻力摩擦系数,取f=0.15
P--钢丝绳每米重量P=1.658kg/m
L–提升长度L=320m
将数据代入公式:
则Wmax=3685×
(sin16°
+0.01cos16°
)×
10+1.658×
320×
+0.15cos16°
10
=10511.5+2227.4=12738.9N<
25000N(40Kw绞车牵引力)
故选用40Kw绞车能满足提升要求。
安全系数:
n=F/Wmax=245500/12738.9=19.3>
6.5故符合要求。
由上述验算可以得出,820总回斜井每次最多允许提升1辆重叉子车或2辆木料车或2辆空车。
2)1110回风斜井55Kw绞车验算
1110回风斜井55Kw绞车提升段巷道倾角25°
,提升斜长400m。
A--提升角度,a=25°
L–提升长度L=400m
(sin25°
+0.01cos25°
400×
+0.15cos25°
=15907.5+3704.4=19611.9N<
40000N(55Kw绞车牵引力)
故选用55Kw绞车能满足提升要求。
n=F/Wmax=245500/19611.9=12.5>
由上述验算可以得出1110回风巷斜井每次最多允许提升1辆重叉子车或2辆木料车或2辆空车。
3)一采区轨道上山75Kw绞车验算:
一采区轨道上山75Kw绞车提升段巷道倾角20°
,提升斜长404m。
Wmax=Q(sina+f'cosa)g+PL(sina+fcosa)
Q–矿车及其载重,Q=3685(kg)
A--提升角度,a=20°
L–提升长度L=404m
(sin20°
+0.01cos20°
)×
10+1.658×
404×
+0.15cos20°
=12949.7+3235.1=16184.8N<
50000N(75Kw绞车牵引力)
故选用75Kw绞车能满足提升要求。
n=F/Wmax=245500/16184.8=15.2>
由上述验算可以得出一采区轨道上山斜井每次最多允许提升1辆重叉子车或2辆木料车或2辆空车。
4)1110轨道巷斜井55Kw绞车验算:
1110轨道巷55Kw绞车提升段巷道倾角16°
,提升斜长385m。
L–提升长度L=385m
385×
=10511.5+2679.9=13191.4N<
40000NN(55Kw绞车牵引力)故选用55Kw绞车能满足提升要求。
n=F/Wmax=245500/18027.8=13.6>
由上述验算可以得出1110轨道巷斜井每次最多允许提升1辆重叉子车或2辆木料车或2辆空车。
5)1110轨道延伸巷斜巷段40Kw绞车验算(绞车安装在1110轨道延伸巷上坡头):
1110轨道巷斜巷40Kw绞车提升段巷道倾角15°
,提升斜长174m。
选用φ18.5mm钢丝绳提升,F=234000N,P=1.22kg/m;
A--提升角度,a=15°
P--钢丝绳每米重量P=1.22kg/m
L–提升长度L=174m
(sin15°
+0.01cos15°
10+1.22×
174×
+0.15cos15°
=
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