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二1.9煤层老底:
为石炭系太原组的L7-8灰岩,平均总厚为9.40m,质坚性脆。
1.91工作面储量
工作面设计走向长度500m,倾斜长度80m,面积为40000m2,煤层平均厚度1.2m。
工业储量:
40000×
1.2×
1.38=6.624万t;
可采储量:
37600×
1.38=6.2265万t。
工作面可采期:
工作面生产能力为0.8万t/月,服务时间为9个月
该工作面为单斜构造,没有大的断层及褶曲等其它构造,对工作面回
2巷道布置方式及支护形式的选择、工作面顶板支护设计
2.1工作面巷道布置
工作面上、主巷通过与付巷连接,平行距离100m。
先施工掘进主付巷与切眼。
主付切眼巷均采用木棚支护,切眼于主上巷贯通风流循环形成工作面。
工作面上、主付巷回风巷与运输中间各设置两道正反向风门,运输巷、回风巷、联巷均采用木棚支护,净断面均为6㎡。
运输巷主要担负工作面煤、矸运输、进风和行人;
回风巷担负工作面运料、回风和行人;
联巷担负工作面行人、运料等任务。
(具体见工作面设计图)。
回采面设计工程量表
序号
巷道名称
煤岩性质
支护方式
掘进断面m2
净断面m2
工程量
1
主巷
半煤岩
木棚
7.1
6.1
505
2
付巷
3
切眼
6
5
100
合计
主巷设计巷道沿煤层顶板掘进,平均坡度5′。
采用木棚支护,规格为2.6×
2.4m,6掘进断面7.2m2,净断面6.1m2。
该巷道担负工作面回采期间的运输材料、回风、行人等任务。
2.1.2付巷
该巷道里段195m掘进方位角93°
,平均坡度-5°
。
采用木支护2.6×
2.4m,扩修断面7.2m2,净面6.1m2。
该巷道担负12022工作面回采期间的运煤、进风、行人等任务。
2.1.3工作面切眼
设计工作面切眼从主巷505m处向付巷煤层顶板掘进,方位角00,坡度0,切眼长度为100m。
2.2顶板管理
根据煤层赋存条件及顶底板岩层情况,顶板管理方式采用全部跨落法。
支架选用DZ2单体液压支柱,本支柱可适用于炮采工作面。
其主要技术参数为:
支护高度1200~1800㎜,额定工作阻力250kN,额定工作压力29.5Mpa,初撑力115~157kN。
顶梁选用FBD2400/300C型钢梁。
并配有XRB2B-150/200型乳化液泵站为采面的单体液压支柱供液。
工作面采用二梁五柱支护形式,棚间距为0.6m,该支护形式能够满足安全生产需要(经下面验算得出结果)。
2.2.1顶板支护设计
直接顶为泥岩和砂质泥岩,厚度为6.0m。
老顶为细-中粒大占砂岩,厚度13.24m。
根据12042复采工作面顶板观测,直接顶初次垮落步距为10m,老顶初次来压步距为15m,周期来压步距为6m,属二类中等较稳定顶板。
局部顶板为原顶板垮落后胶结再生顶板。
采场控制设计:
该工作面顶板控制设计从“支、护、稳”三方面考虑设计。
(1)“支”:
就是要求支架在其工作过程中能够支撑住顶板所施加的压力。
在直接顶初次垮落、老顶初次来压及周期来压期间支柱所受压力比平时大的多。
因此,支护强度设计从这三个时期计算取最大值。
A、直接顶初次垮落期间
直接顶初次跨落期间要把直接顶安全地切在采空区,在此期间支架至少应承担起直接顶初次垮落步距一半的重量,合理的支护强度为:
P1=MALAYA/2L小=(6×
10×
2.5)/(2×
2.4)=31.25t/m2
式中:
P1——支架支护强度t/m2
MA----直接顶厚度6m
YA----直接顶平均容重2.5t/m3
LA----直接顶初次垮落步距10m
L小----最小控顶距2.4m
B、老顶初次来压期间
要求支柱在不被压死的情况下,P2能承担起老顶重量的1/4及全部直接顶的作用力。
A=MeYeL/L小
=6×
2.5×
3.4/2.4=21.25t/m2
A----直接顶作用力t/m2
Ye----直接顶容重2.5t/m2
L----最大控顶距3.4m
L小---最小控顶距2.4m
P2=A+MBYBCB/4ktL小
=[21.25+(13.24×
15)]/4×
2.4
=(21.25+496.5)/24=21.57(t/m)
P2----支架支护强度t/m2
A----直接顶作用力21.25t/m2
MB----老顶厚度13.24m
YB----老顶容重2.5t/m3
kt----岩重分配系数kt=2.5
CB----老顶初次来压步距15m
C、周期来压期间
在此期间,要求支架承担起直接顶,并能承担部分老顶的作用力,以减缓老顶的来压速度,合理的支护强度为:
P3=A+MCYCCC/4ktL小
6)]/(4×
2.4)
=219.85/24=9.16(t/m2)
P3----支架支护强度t/m2
Mc----老顶厚度13.24m
YC----老顶容重2.5t/m3
CC----老顶周期来压步距6m
D、按经验公式计算
按照经验,支护强度为采高岩重的6~8倍。
P4=8M=6×
2=30t/m2
M-----采高1.8m岩容重2.5吨
取以上最大值,合理的支护强度应为:
P=P1=31.25t/m2
E、支护密度
按该工作面棚距为0.6m,每棚站柱5根,则,支护密度为:
N实=5/(L棚×
L柱)=5/(0.6×
3.4)=2.45(根/m2)
N实----实际支护密度根/m2
L棚----实际棚距0.6m
L柱----最大控顶距3.4m
N设=Pmax/F0=31.25/24=1.30根/m2
N设---支护强度必须的支护密度
Pmax----计算取的最大支护强度
F0---支柱工作阻力,取额定工作阻力的80%为24t/根
经计算:
N实=2.45根/m2>
N设=1.30根/m2,故取支柱棚距为0.6m,每棚站柱5根,符合要求。
(2)“护”:
包括护帮顶和护底
a、护帮顶:
护顶:
根据工
艺要求,顶板舍邦实行全封闭管理,保证不漏顶,不漏帮,根据理论计算和所提供的材料选择600±
50mm棚距(中-中),对棚架设。
使用荆芭质量必须可靠,做到强度高,密度大,椽子直径不少于50mm,打顶时做到荆芭搭接合理(150至200mm),椽子摆放均匀,每棚6根,不得出现漏顶现象。
b、护底
为保证采面支柱支撑力,支柱要深入碴面以下150mm,且要蹬到硬底上,底板松软地段要站木鞋板、铁鞋板或符号要求的塑料鞋板。
(木鞋规格为:
400mm×
160mm×
60mm)
(3)“稳”的准则
要求支架具有抵抗来自层面方向推力的能力,为防止复合顶板推垮冒顶事故的发生,须提高支柱的初撑力,控制复合顶板的初期离层,增大软硬岩层间的摩擦力。
P初=hr(cosα+sinα/f)/G实
P初----支柱初撑力KN/根
h-----复合岩层厚度根据跨落高度取2.5m
r-----复合岩层密度2.0t/m⊃;
α-----煤层倾角26°
G实------支护密度2.45根/米2
f------软硬岩层之间摩擦系数取0.9
则:
P初=2.5×
2.0×
〔(cos26°
+sin26°
)/0.9〕/2.45
=2.83t/m2
=27.76kN
故:
对照郑煤集团规定,中排单体柱初撑力保证在55KN以上,煤墙及老塘侧单体柱初撑力保证在30KN以上足以防止推垮型冒顶事故的发生。
2.2.2采场支护设计
a、采场支护:
采用DW22-30/100型单体柱配2.4m长π型钢梁支护,每对棚5根柱,对棚距(中—中)0.6m,最大控顶距3.4m,最小控顶距2.4m,放顶步距1.0m,见图附后。
b、工作面下安全出口支护:
工作面下安全出口长3.0m,行人宽度不小于0.8m,高度不低于1.8m,布置6对12根3.8mπ型钢梁支护,一梁三柱成对使用,交替迈步前移,每对棚距不超过0.6m。
工作面机头与下付巷搭接处架设一对抬口棚,抬口棚必须保证抬住下付巷棚梁,用木楔背好。
c、工作面上安全出口支护:
工作面上安全出口长3.0m,行人宽度不小于0.8m,高度不低于1.8m,布置6对12根3.8mπ型钢梁支护,一梁三柱成对使用,交替迈步前移,每对棚距不超过0.6m。
工作面机尾与上付巷搭接处架设一对抬口棚,抬口棚必须保证抬住上付巷棚梁,用木楔背好。
d、上、下付巷超前支护:
工作面上、下付巷的上、下帮自工作面煤墙不少于20m的超前支护。
分别在上、下付巷的上、下帮自煤墙向外打设不少于10m的双抬棚;
以外10~20m打单抬棚支护,支在靠采面的一侧。
抬棚用1.2m铰接顶梁配合单体液压柱支护,支柱要顶住梁的中间,梁离巷邦300mm为宜按线架设,与工字钢梁不铰接处用楔子背牢,不得间断。
e、尾巷回收:
上、下付巷尾巷与工作面放顶线放齐,下付巷尾巷最多可滞后放顶线1m,保证柱、梁、坑木、工字钢100%回收。
2.2.3初次来压、周期来压和顶板管理
a、该工作面根据相邻工作面顶板情况,预测初次来压步距一般为15m,周期来压步距为6m,在此期间顶板开始大面积垮落,压力急骤增大,所以必须加强顶板管理。
b、做好初次来压期间顶板预测工作,每班技术员对当班顶板冒落情况如实向区队汇报,填好记录。
c、严格初采期间工程管理,工作面在放炮或放顶之前要进行二次注液,保证柱子初撑力达到要求,支柱液压阀漏液或卸载时,要及时处理。
d、顶板有来压预兆或冒落预兆时,不准移副梁待压力稳定后,方可进行移副梁放顶。
并有班组长观山,发现顶板异常,压力增大有掉碴等预兆时,立即撤人。
e、初次来压前,工作面放顶时,工作面溜子要停止运行或间断运行,溜子停开有准确信号。
f、在工作面初次来压前,如果采空区的直接顶冒落高度小于1.5m或舍邦被埋少于支柱高度的三分之二以下时,舍帮要打抬棚,一梁三柱,背牢升紧,必要时,加密集支柱切顶和在舍帮每隔5m打设木垛加强支护,工作面严禁出现空载支柱。
g、如果放顶5排,老顶仍不落,必须制定专项技术措施。
该采面推至离12采区皮带下山30m处为停采线,进行回收,回收时,制定专项安全技术措施,回采结束后,45天内,必须对采空区进行封闭注浆。
工作面生产系统
3.1运输系统
3.1.1运煤路线
12022工作面(溜子)→12022付巷(溜子、皮带)→12采区皮带→四巷溜煤囤→主一部皮带→主井→平地(皮带)煤场
3.1.2运料路线
设备、平地料场→井口装车→主巷→轨道下山→切眼→付巷→工作面。
3.1.3工作面运输设备选型
付巷长度495m,倾角β=-3°
,对该工作面设备进行选型设计。
工作面下巷里段100m溜子运输。
(一胶带机选型
1、设计依据
1,胶带宽度
设计生产能力30万t/a
输送长度L=400m
上山倾角β=3°
工作制度330d/a,16h/d
运输任务担负回采工作面运煤
煤的散集容重γ=0.98t∕m3
煤在胶带上的堆积角ρ=30°
煤的最大块度αmax=150mm(大部分接近面煤)
设计生产率A=100t/h
初选用DTL65/20/30型胶带输送机,其参数:
带速1.63m/s,胶带宽度650mm,电机功率2*30KW,电压660V。
m—电动机功率备用系数,取1.15;
η1—机械传动效率,一般取0.9;
a—多机不平衡系数,双机时取0.9;
b—电压降系数,井下采区取0.9。
5、胶带输送机选择
根据以上计算,运输巷采用功率2*30KW防爆电机驱动的原有DTL65/20/30型胶带输送机,其参数:
设计运输生产率200t/h,带速1.63m/s,胶带宽度650mm,电机功率2*30KW,电压660V。
胶带机铺设完成后,应检测运输设备及其铺设质量,使之符合相关规程、规范及行业规定的要求。
6、运输能力验算
A=B(KVγC)2/(1000×
1.25)
=0.65×
(458×
1.6×
0.98×
0.9)2/(1000×
=217t/h
年运输能力计算为:
330×
110=33万t/a
330—年设计330天工作;
10—每天10h净运输工作时间;
110—每小时平均运输能力,取217t/h的一半。
富裕系数33/5=6.6﹥1.2,满足运输要求。
(二)、顺槽刮板机输送选型
设计年生产能力30万t/a
输送长度L=120m
倾角向上β=3°
运输任务担负采区运煤
设计运输生产率A=50t/h
2、选择刮板机输送类型
根据A=50t/h,顺槽选用SGB420/40T型刮板输送机。
其有关技术特征:
出厂长度:
L=120米
运输能力:
M=80t/h
刮板链速:
v=0.86米/秒
刮板质量:
q0=16.95公斤/米
电机功率:
N=40KW
破断拉力:
SP=320000N
3、运行阻力、牵引力和功率计算
重段运行阻力
q=A/3.6×
v=16.15kg/m
Wxh=[(q0×
wo+q×
w)Lcosβ-(q0+q)Lsinβ]×
g
=[(16.95×
0.4+16.15×
*0.7)×
120cos4°
-(16.95+16.15)×
120sin4°
]×
9.8
=110613.43N
空段运行阻力
Wk=q0×
g×
L(wocosβ+sinβ)×
=16.95×
120(0.4cos4°
+sin4°
)×
=8442.14N
考虑曲线段阻力及弯曲段的附加阻力则总牵引力
Wo=1.21×
(Wk+Wxh)
=1.21×
(8442.14+19471.38)
=33775.4N
电动机轴上的总功率计算
N=WOv/1000*0.8(传动装置效率)=33775.4×
0.86/800
=36.31KW
考虑20%的备用功率取电动机功率备用系数1.2
N=1.2×
36.31=43.57KW
电机功率不够,因此采用SGB420/80T型刮板输送机,双电机驱动。
4、链子强度验算
K=2*0.85×
Sp/Smax=2×
0.85×
320000/33775.4
=16.11>
4.2链子强度足够。
顺槽选用一部SGB420/80T型刮板输送机。
(三)、切巷刮板机输送选型
设计年生产能力30t/a
输送长度L=80m
倾角向上β=26°
考虑切巷刮板输送机运行条件均优于顺槽刮板输送机运行条件,故切巷刮板输送机选型计算从略,直接选用一部SGB420/40T型刮板输送机。
3.2通风系统
矿井通风方式为中央并列式,通风方法为负压抽出式,即主立井、副斜井进风,回风立井回风,在地面风井安装两台FBCDZ-NO.19型对旋轴流式通风机。
一台工作,一台备用,配套电机110KW×
2,电压380V。
矿井总进风量为4077m3/min,总回风量为4158m3/min,负压1320Pa,能够满足安全生产需要。
设计工作面采用U型通风方式,风流路线为:
主巷→进风绕巷→付巷→工作面→付巷→回风绕巷→风井→地面。
3.2.1掘进工作面需要风量
掘进工作面需风量按瓦斯涌出量,爆破需风量和同时作业最多人数分别计算,然后取其中最大值。
(1)按瓦斯涌出量计算
Q煤掘=100×
q掘绝×
KCH4=100×
0.25×
1.8=45m3/min
KCH4-瓦斯涌出不均衡通风系数,取1.8;
q掘绝-绝对瓦斯涌出量,取0.25m3/min;
(2)按人数计算掘进工作面实际需风量
Q掘=4N=4×
20=80m3/min
N-掘进工作面同时工作的最多人数,取20人
(3)按掘进工作面炸药消耗量计算需风量
Q掘=25A=25×
6=150m3/min
A-一次爆破炸药取最大用量6kg
经计算,煤巷掘进工作面需风量取最大值,即按爆破需风量计算值150m3/min。
风速验算:
V=Q掘÷
S掘=150÷
6.1÷
60=0.410m/s
0.25m/s<
4m="
"
>
第一百零一条之规定。
/p>
<
(4)风机、风筒选型
根据以上计算选用FBDYN0562-2×
11KW型局扇,其工作风量为200~400m3/min,全风压为350~4000Pa,可以满足要求。
选用直径为600mm的胶质双抗风筒,双反压边接头,每10m为一节。
要求风筒吊挂平直,无接头漏风,无破口,风筒长为500m,百米漏风率不大于3%。
3.2.2采煤工作面需要风量
采煤工作面需要风量按瓦斯涌出量、爆破后的有害气体产生量以及工作面气温、风速和人数等规定分别进行计算,然后取其中最大值。
(1)按回采工作面回风流中瓦斯涌出量计算
Q采=100q采绝×
KCH4=100×
0.495×
2.0=99m3/min
Q采―回采工作面需要风量,m3/min;
q采绝―回采工作面回风巷风流中瓦斯的平均绝对涌出量,取最大值0.495m3/min;
KCH4―采面瓦斯涌出不均衡通风系数,炮采1.4~2.0,取2.0;
(2)按工作面温度计算
Q采=60V采S采K采=60×
1.0×
5.8×
1.0=348m3/min
V采—采煤工作面的风速,按采煤工作面温度选取,0.8-1.0m/s;
S采—采煤工作面有效通风断面,取最大和最小控顶距时有效断面的平均值,5.8m⊃;
;
K采—采煤工作面长度风量系数,按采煤工作面长度选取,1.0;
(3)按回采工作面炸药消耗量计算需风量
Q采=25A=25×
A一次爆破炸药取最大用量1.8kg
(4)按回采工作面同时作业人数计算需风量
Q采=4N=4×
70=280m3/min
N—采煤工作面作业最多人数为49人,考虑交接班及管理人员等情况,取70人/班;
经计算,采煤工作面需风量最大值为348m3/min(5.8m3/s)。
按照有关规定要求,工作面风量取400m3/min(6.7m3/s)。
风速验算:
V=Q采÷
S采=6.7÷
4.8=1.38m/s
0.25m/s
经验算,工作面配风量为400m3/min(6.7m3/s)符合规程要求。
3.3采面供电
井下中央变电所高低压配电设备均选用矿用防爆型设备,井下其它电气设备均选用矿用
隔爆型。
井下变压器选用KBSGZY-500/10/0.69、KBSGZY-100/10/0.69、KBSGZY-400/10/0.69型矿用变压器,660V低压配电开关选用BKD1-400Z/660Z型和BKD1-400Z/600F真空馈电开关。
3.3.1电缆截面的选择
根据矿井实际,向该工作面供电的中央变电所距回采工作面运输巷皮带机头550m,变压器型号为KBSG-500KVA。
对于低压线路,一般按长时允许电流初选,按允许电压损失及机械强度校验。
1、按长时允许电流选择电缆截面
矿用橡套电缆载流量:
其具体情况如表3-1所示。
3-1矿用橡套电缆载流量情况
要求导线的长时允许电流小于线路的负荷电流。
即:
KIac≥Ica
Iac---空气温
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