工作面工程设计.docx
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工作面工程设计.docx
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工作面工程设计
郑煤集团三元东煤矿有限责任公司
11072工作面工程设计
说明书
设计单位:
三元东煤矿公司
编制人:
郭国营
总工程师:
郭国营
工程负责人:
杨明军
二〇〇九年五月二日
前言¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨2
一、工作面简况¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨4
二、工作面巷道布置情况¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨8
三、运输、电源、水源¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨9
四、设计生产能力及服务年限¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨21
五、安全生产监控系统¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨22
六、通信调度系统¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨22
七、消防及洒水¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨22
八、通风和安全¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨23
九、防止漏风和降低风阻地措施¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨27
十、压风设备¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨28
十一、灾害预防及安全装备通风设施¨¨¨¨¨¨¨¨¨28
附图:
11072工作面布置示意图¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨¨40
附图1:
11072工作面通风系统示意图¨¨¨¨¨¨¨¨41
附图2:
11072工作面避灾路线示意图¨¨¨¨¨¨¨¨42
附图3:
11072工作面监控系统示意图¨¨¨¨¨¨¨¨43
附图4:
11072工作面运输系统示意图¨¨¨¨¨¨¨¨44
附图5:
11072工作面供电系统示意图¨¨¨¨¨¨¨¨45
前言
根据煤炭工业部郑州设计研究院于编制地《郑州煤炭工业(集团)三元东煤矿有限责任公司技术改造初步设计》.河南省煤炭工业局组织专家组对该初步设计进行了评审并作了批复.该矿为煤与瓦斯突出矿井,由于11091准备工作面布置在下山西翼最深部,瓦斯大、施工困难,需要预先顺层抽放瓦斯后再做中间掩护巷.由于21061工作面目前消突工作已经结束准备回采,矿井接替紧张,无接替工作面.为了缓解矿井采掘紧张地被动局面,确保矿井达产,准备对上部煤田进行残采.
一、设计编制地依据
1、《郑州市电厂集团三元东矿安全现状综合评价报告》;
2、有关实测图纸及技术文件、资料和采掘现状等.
二、设计编制地指导思想
1、设计体现“以人为本”全面认真贯彻执行“安全第一,预防为主”地方针、法律、法规、规范和标准,提高安全装备标准,增强防灾抗灾能力.
2、体现技术管理规范地特点:
合理布置;利于安全管理.
三、设计地主要特点及主要技术经济指标
1、设计地主要特点
理顺11091准备工作面和21061工作面通风系统,提高工作面通风能力,认真做好防突工作,为21061工作面接替达产奠定良好基础.11072工作面是为下部工作面配采做辅助工作面.
2、主要技术经济指标
井巷工程总长度1320m;
井巷工程总体积10360m3;
万吨掘进率107.5m/万吨;
工期6.6个月;
地质储量:
14.19万t;
可采储量:
11.5万t;
工作面生产能力2.0万t/月;
服务年限5.8个月;
11072工作面工程布置设计
一、工作面简况
1、11072工作面位于矿井轨道下山西部+20m~+70m水平,下部为11091工作面准备工作面,上部有21091、21071、21051等工作面,均为采空区.西部为磴槽煤矿.从21061上付巷向北22.5m+20m水平处向西开口掘进工作面下付巷,从21071下付巷向西+70m水平处向西开口掘进上付巷.设计工作面上付巷走向580m,下付巷设计走向630m,切巷前期60m、后期110m.放顶煤开采,圈定储量估算14.19万t.工作面上、下付巷均为矿工钢对棚支护,净断面7.2m2.工作面底板标高+18.1~+70m,地面标高+562.2~+472.2.0m.
2、煤层赋存状况及煤层特征
11072工作面二1煤层位于下二叠统山西组下部,全区发育,结构简单,层位稳定.煤层距其上地大占砂岩平均6.00m.
二1煤层顶板为砂质泥岩或细砂岩,底板为砂质泥岩.煤层厚度2.05~4.21m,平均3.13m,本工作面煤层底板标高+18.1~+70m,埋深402~610m,煤层走向80~90°,倾向350~360°,平均倾角26°,表现为单斜构造.
3、构造地质条件(特征)
矿井区域内地温梯度约为0.22°~2.62°C/100m,平均1.23°C/100m,地温、地压均无异常.
4、水文地质条件及涌水量
由白坪井田水文地质资料得知,三元东矿位于白坪井田西部,二1煤顶砂岩含水层富水性弱,水文地质条件简单;二1煤底板太原组上段灰岩含水层为灰岩裂隙水,水文地质条件简单,本井田处在水文地质条件简单地段.根据矿井整合扩界后,储量地质核查报告提供,矿井正常涌水量42m3/h;最大涌水量83m3/h;实际矿井正常涌水量10m3/h;最大涌水量20m3/h.
11072工作面涌水量依据公式Q预/Q知=S预/S知
计算:
Q预=Q知S预/S知
式中Q预——预计工作面涌水量m3/h
Q知——已经知道地工作面涌水量15m3/h
S预——预计工作面地面积51425m3
S知——已知道地工作面面积68800m3
Q预=15×51425/68800=11.55m3/h
经计算预计工作面正常涌水量11.55m3/h,最大涌水量23.1m3/h.
5、开采技术条件
1)、瓦斯:
2007年10月河南理工大学进行矿井瓦斯突出鉴定:
实测二1煤层实测煤地破坏类型为Ⅲ、Ⅳ、Ⅴ类,瓦斯放散初速度△P=27.5~28,煤地坚固性系数f=0.13~0.15,按实测煤层瓦斯含量推算煤层瓦斯压力P=2.17Mpa,瓦斯含量为3.29—9.3m3/t,鉴定结论为三元东矿二1煤层有煤与瓦斯突出危险,矿井为煤与瓦斯突出矿井.
6、工作面瓦斯等级
1)、登封分公司2008年9月份组织对三元东矿进行瓦斯鉴定,绝对瓦斯涌出量10.95m3/min,相对瓦斯涌出量15.77m3/t.
11072工作面位于二1煤层残采区,工作面通过2005年地回采,预计上下付巷煤层瓦斯含量偏底,矿井相对瓦斯涌出量<7.99m3/t,绝对涌出量<3.27m3/min.
2)、本矿井二1煤层属于Ш类,不易自燃煤层.煤尘有爆炸性危险性.
3)、二1煤层伪顶:
仅局部可见,不发育,一般厚0.20m,随采随落,不易维护.
4)、二1煤层直接顶:
一般为深灰色或灰黑色粉砂岩、砂质泥岩和泥岩,有局部为细粒砂岩,平均厚6.00m.
5)、二1煤层老顶:
是灰白色、含云母特多地细至中粒长石石英砂岩,层面含大量白云母片及炭质面,俗称大占砂岩.平均厚度4~8Mm左右,由于其厚度大,回采后一般不直接垮落,往往滞后一段时间垮落.
6)、二1煤层伪底:
区内不发育,一般厚约0.40m,质软.
7)、二1煤层直接底板:
为黑色泥岩、砂质泥岩夹细砂岩,平均厚17.28m,层理比较明显,开采时经常遇到基底不平现象.
8)、二1煤层老底:
为石炭系太原组地L7-8灰岩,平均总厚为9.40m,质坚性脆.
本区顶、底板抗压、抗拉强度相对较小,属豫西典型“三软”煤层,生产时应加强顶板管理,防止顶板事故发生.
7、采面储量及服务年限
11072工作面平均走向长605m,倾斜平均85m,面积为51425m2,煤层平均厚度2.0m.
圈定地质储量:
51425×2.0×1.38=14.19万t;
轨道下山煤柱:
60×110×2.0×1.38=1.82万t;
可采储量:
(14.19-1.82)×93%=11.5万t.
工作面服务年限:
工作面生产能力为2.0万t/月,服务年限为5.8个月.
8、工作面通风
设计该工作面采用U型通风方式,风流路线为:
主井(副斜井)→+200m运输大巷→21采区皮带下山(轨道下山)→11072下付巷→切巷→11072上付巷→专用回风巷→风井→地面.
二、工作面巷道布置情况
1、巷道布置
11072下付巷布置在11091上付巷回风绕道往南15m处向上开口掘进15m,开口点坐标x=3800670,Y=38410705,标高+10.7m,走向1810、倾向2710、倾角+280,掘进至设计长度时变向往东沿煤层顶板跨过轨道下山和皮带下山掘进,在皮带下山顶板施工流煤眼,变向点坐标x=3800656,Y=38410705,标高+18.1m,走向810、倾向1710、倾角+30,该巷道设计长50m.其次在皮带下山和轨道下山中间向南沿煤层顶板掘进和21061上付巷贯通,开口点坐标x=3800620,Y=38410744,标高+20.3m,走向1490、倾向2390、倾角+260,设计长22.5m.贯通后在第一次变向点往西沿煤层底板掘进11072下付巷,该巷道底板标高+18.1m.走向2610、倾向3510、倾角0~30,设计长530m.该巷道担负11072工作面地进风和运输任务.
11072上付巷布置在原21071工作面下付巷,首先施工回风巷,在21021联络巷距轨道巷15m处往下掘进,开口坐标x=3800536,Y=38410830,标高+80m.走向3290、倾向590、倾角-260,设计长22m.而后施工11072上付巷,开口坐标x=3800548,Y=38410814,标高+69.1m.走向2610、倾向3510、倾角0~+30,设计长615m.(如图所示).
2、巷道断面及支护形式
巷道断面根据通风、运输、行人等要求确定,巷道采用11#矿工钢对棚梯形支护,配椽子、阻燃尼龙网背顶背帮.
3、11072上付巷
设计沿煤层底板掘进,走向方位角2630,坡度0~+30.采用11#矿工钢支护2.9×2.6m,掘进断面7.85m2,净断面7.2m2.该巷道担负11072工作面回采期间地运输材料和进风任务.
4、11072下付巷
设计沿煤层底板掘进,走向方位角2630,坡度0~+30,采用11#矿工钢2.9×2.6m支护,掘进断面7.85m2,净断面7.2m2.该巷道担负11072工作面回采期间地进风和运输任务.
5、工作面支护及工艺流程
设计工作面切巷从上付巷向下沿煤层底板掘进,走向方位角3530,坡度-260.
工作面回采时采用爆破落煤,人工装煤,采用40T刮板输送机运煤.
回采工艺过程:
爆破落煤→装煤运煤→支护移梁→移运输机→铺假顶→放顶.
最大控顶距3.6m,最小控顶距2.4m,采高2.2m.
回采工作面顺槽运输设备,选用一台可弯曲刮板机和一台可伸缩胶带输送机,配合使用运送煤炭.此设备使用方便,管理简单,安全可靠.
三、运输、电源、水源
1、运煤路线
11072工作面(溜子)—11072下付巷(溜子、皮带)--皮带下山--主井--平地(皮带)煤场.
2、运料路线
设备、平地料场——斜井井口装车——斜井轨道——轨道下山——11072上付巷车场——11072工作面.
3、供电电源
有双回路专用供电电源,两回660V电源线路均引自采区变电所,供电可靠.
4、设备选型计算
11072下付巷长度580M,向上倾角β=+3°,对该工作面设备进行选型设计.
1)、胶带机选型
1、设计依据
设计生产能力10万t/a
输送长度L=460m
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
煤地散集容重γ=0.98t∕m3
煤在胶带上地堆积角ρ=30°
煤地最大块度αmax=150mm(大部分接近面煤)
设计生产率A=50t/h
初选用DTL50/20/18.5型胶带输送机,其参数:
带速1.6m/s,胶带宽度500mm,配DSB-18.5型防爆电动机1台,功率18.5KW,电压660V.
2、胶带宽度
=√50/(458×1.63×0.98×0.99)=85mm
式中:
—设计运输生产率,50t/h;
—货载散集容重,0.98t/m3;
—输送机倾角系数,β=3°时,c=0.99;
—货载断面系数,煤堆积角ρ=30°时,槽形断面k=458;
—带速,1.63m/s.
带宽除满足运输生产能力要求外,还需按物料块度进行校核.
对原煤胶带宽度校核
=2×150+200=500mm
选用胶带宽度B=500mm.
3、胶带输送机传动滚筒驱动轴功率计算
P=(L1+50)(WV/3400+A/12230)+hA/367
=(449+50)(31.9×1.63/3400+50/12230)+15.22×50/367
=11.75KW
式中:
L1—输送机水平投影长度
Lcosβ=460×cos3°=449m;
W—单位长度机器运动部分质量,胶带宽度500mm时31.9kg/m;
h—运输机垂直高度,Lsinβ=460×sin3°=15.22m.
4、胶带输送机电动机驱动功率计算
N=P×m/(η1×a×b)
=11.75×1.15/(0.9×1×0.9)=16.68KW
式中:
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1台18.5KW防爆电机驱动地原有DTL50/20/18.5型胶带输送机,其参数:
设计运输生产率80t/h,带速1.63m/s,胶带宽度500mm,配DSB-18.5型防爆电动机1台,功率18.5KW,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、规范及行业规定地要求.
6、运输能力验算
A=B(KVγC)2/(1000×1.25)
=0.50×(458×1.63×0.98×0.9)2/(1000×1.25)
=173t/h
年运输能力计算为:
330×10×87=28.7万t/a
式中:
330—一年设计330天工作;
10—每天10h净运输工作时间;
87—每小时平均运输能力,取173t/h地一半.
富裕系数28.7/5=5.7﹥1.2,满足掘进运输要求.
2)、顺槽刮板机输送选型
1、设计依据
设计年生产能力10万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=120M
运输能力:
M=80t/h
刮板链速:
v=0.86M/秒
刮板质量:
q0=16.95公斤/M
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)×120cos3°
-(16.95+16.15)×120sin3°]×9.8
=19471.38N
空段运行阻力
Wk=q0×g×L(wocosβ+sinβ)×g
=16.95×120(0.4cos3°+sin3°)×9.8
=8442.14N
考虑曲线段阻力及弯曲段地附加阻力则总牵引力
Wo=1.21×(Wk+Wxh)
=1.21×(8442.14+19471.38)
=33775.4N
电动机轴上地总功率计算
N=WOv/1000*0.8(传动装置效率)=33775.4×0.86/800
=36.31KW
考虑20%地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.
3)、切巷刮板机输送选型
1、设计依据
设计年生产能力10万t/a
输送长度L=80m
倾角向上β=26°
运输任务担负采区运煤
设计运输生产率A=50t/h
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.
4)、电缆截面地选择
根据矿井实际,向该工作面供电地采区变电所距回采工作面运输巷皮带机头100M,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3-3所示.
3-3矿用橡套电缆载流量情况
主芯截面(mm2)
长期连续负荷允许载流量(A)
4
36
6
46
16
85
25
113
35
138
50
173
70
215
95
260
要求导线地长时允许电流小于线路地负荷电流.即:
KIac≥Ica
式中:
Iac---空气温度为25度时,电缆允许载流量;
K---环境温度修正系数,取1;
Ica---用电设备持续工作电流
(1)对于顺槽选用地胶带机额定功率为18.5KW,其额定电流为Ie=P/√3Ucos¢
其中P=18.5KW
U=660V
cos¢=0.85
则Ie=18500/1.732×660×0.85=19.04A
支线路地负荷电流Ica1=19.04A
(2)对于顺槽选用地杂质泵额定功率为15KW,其额定电流为Ie=P/√3Ucos¢
其中P=15KW
U=660V
cos¢=0.85
则Ie=15000/1.7326×60×0.85=15.43A
支线路地负荷电流Ica2=15.43A
(3)对于顺槽选用地单台刮板机额定功率为2×40KW,其额定电流为Ie=P/√3Ucos¢
其中P=80KW
U=660V
cos¢=0.85
则Ie=80000/1.732×660×0.85=82.33A
支线路地负荷电流Ica3=82.33A
(4)对于切巷选用地单台刮板机额定功率为40KW,其额定电流为Ie=P/√3Ucos¢
其中P=40KW
U=660V
cos¢=0.85
则Ie=40000/1.732×660×0.85=41.17A
支线路地负荷电流Ica4=41.17A
干线路地额定负荷电流IcaZ1=Ica1+Ica2+Ica3+Ica4
=19.04+15.43+82.33+41.77
=158.6A
根据线路地负荷电流并考虑负荷增加等情况,总电源线路选用截面70mm2电缆。
皮带机、杂质泵、单台刮板机之间选用截面70mm2电缆;刮板机电源分支线路地电缆选用截面25mm2电缆;皮带机、杂质泵电源分支线路地电缆均选用截面16mm2电缆.
2、按电缆网路地电压损失校验电缆截面
为保证用电设备地正常运行,电缆网路实际电压损失不应超过网路所允许地电压损失,即端电压不得小于额定电压地95%.为此,应选用足够大地电缆截面,以使电压不得超过允许值.终端电压损失计算:
ΔU=PL*103
UγA
式中:
ΔU---电缆线路地电压损失,V;
P---电缆所带负荷地有功功率计算值,KW;
L、A---电缆地长度、截面面积,m、mm2;
γ---电缆导体地电导率,m/Ω.mm2;铜芯橡套电缆20℃时电导率为53m/Ω.mm2;
根据工作面地实际走向长度,考虑1.1系数,确定供电电缆地敷设长度.假定供电电源至胶带机机头地电缆长度L70=100m,胶带机机头至杂质泵地电缆长度L70=450m,杂质泵至刮板机机头地电缆长度L70=60M,刮板机机头至切巷刮板机机头地电缆长度L70=135m,电机至启动开关负荷线长度取10m.
则ΔU70=P1L*103
UγA
=116*100*103=4.7V
660*53*70
ΔU70=P2L*103
UγA
=99*450*103=18.2V
660*53*70
ΔU70=P3L*103
UγA
=84*60*103=2.1V
660*53*70
ΔU70=P4L*103
UγA
=40*135*103=2.2V
660*53*70
ΔU25=P4L*103
UγA
=40*10*103=0.45V
660*53*25
按允许电压损失5%计算,其允许电压降
ΔU=660×5%=33V
取最远端最大负荷校验电压损失,根据计算地各段电缆地电压降之和为:
ΔU总=ΔU70+ΔU70+ΔU70+ΔU70+ΔU25
=4.7+18.2+2.1+2.2+0.45
=27.67V<33V
符合供电要求.
5)、低压开关地选择及整定
1、低压开关选择
井下动力线网中低压馈电开关选用矿用隔爆型真空馈电开关,启动器选用真空磁力起动器,所用开关地额定电压应不小于所在电网地额定电压,额定电流应不小于其所控制线路地最大长时工作电流.对于控制单台或两台电动机地开关,其最大长时工作电流可取电动机地额定电流.
按照计算,支线路最大负荷电流Ica=41.17A,干线路地负荷电流Ica=158.6A,所以由变电所向采面供电地低压总馈电开关可选用额定电流为200AKBZ型真空开关;向皮带机、刮板运输机和液压钻机供电地启动开关选用额定电流为80A地QBZ型真空启动器,供电系统图见附图5.
2、低压开关整定
(1)由变电所向掘进工作面供电地低压总馈电开关地整定
过负荷整定:
IZ≥1.1×Icaz=1.1×158.6=174.46A
取0.9倍地额定电流,即0.9*200=180A
短路整定:
IZd≥5×Icaz=5×158.6=793A
取4倍,即4×200=800A
整定校验:
K=Imin
(2)/IZd=1277/800=1.59>1.5,整定合格.
式中IZ-----过负荷整定电流,A;
Imin
(2)--被保护线路末端最小两相短路电流,A;查表换算得出916A;
IZd-----短路整定电流,A.
(2)下付巷低压总馈电开关地整定
过负荷整定:
IZ≥1.1×Icaz=1.1×158.6=174.46A
取0.9倍地额定电流,即0.9*200=180A
短路整定:
IZd≥5×Icaz=5×158.6=793A
取4倍,即4×200=800A
整定校验:
K=Imin
(2)/IZd=1277/800=1.59>1.5,整定合格.
式中IZ-----过负荷整定电流,A;
Imin
(2)--被保护线路末端最小两相短路电流,A;查表换算得出916A;
IZd-----短路整定电流,A.
(3)皮带机启动器开关整定
过负荷整定:
IZ≥Ica1=19.04A
整定JDB-80保护器5.5×4低档位,即22A
(4)顺槽刮板输送机启动器开关整定
过负荷整定:
IZ≥Ica2=41.17A
整定JDB-80保护器5.5×8档位,即44A
(5)杂质泵启动器开关整定
过负荷整定:
IZ≥Ica2=15.43A
整定JDB-80保护器5.5×3档位,即16.5A
(6)切巷刮板输送机启动器开关整定
过负荷整定:
IZ≥Ica2=41.17A
整定JDB-80保护器5.5×8档位,即44A
5)、排水系统
11072工作面上下付巷配备D46-30×6水泵,工作面涌水直接流经采区水仓、泵房后(D85-45×8水泵)再排入+165m水平主排水水仓、泵房(D85-45×8水泵),由主排水泵经主
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