煤矿井巷工程课程设计解析.docx
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煤矿井巷工程课程设计解析
第1章概述..............................................3
第2章地质与水文地质.......................................3
五巷道掘进断面尺寸的确定................................9
六巷道内水沟和管线的布置...............................10
第五章生产系统.............................................28
一通风................................................28
二煤岩的装载与运输......................................31
三支护.................................................33
第六章施工组织及主要技术经济指标36
一一通三防.............................................43
二凿岩放炮.............................................45
三顶板.................................................45
四防治水...............................................45
五机电.................................................46
六运输.................................................47
七其他.................................................48
第一章概述
一工程概述
玉龙煤矿位于内蒙古鄂尔多斯咿金霍洛旗,其地理坐标为:
东经110度06分27秒——110度08分04秒
北纬39度26分20秒——39度27分44秒
矿井设计生产能力为450万吨每年。
采用斜井开拓,倾斜大巷条带开采,通风方式为中央分裂抽风。
水平运输大巷布置在底板岩层中,服务年限为20年。
计划月进度80米每月。
二设计依据
矿井设计手册
井巷工程教材
煤矿安全规程及其他相关规范
第二章地质与水文地质条件
该矿属于低瓦斯矿井。
运输大巷穿过的岩层稳定性较好,属中等稳定岩层,f=9,最大涌水量240,采用ZK10--6250直流架线电机车,牵引3t矿车运输,内设压风管直径200一路和供水管直径180一路,另设动力,照明,通讯和信号电缆各一路。
第三章巷道断面设计及支护
玉龙煤矿年设计生产能力450万吨,为低瓦斯矿井,采用中央分列式通风,井下最大涌水量为240m³∕h。
采用ZK10-6/250直流架线式电机车牵引3t矿车运输。
该大巷穿过的岩层为中等稳定,岩石的坚固系数ƒ=9,大巷需通过的风量为30m³∕s。
巷道内敷设一趟直径为200mm的压风管和一趟直径为180mm的水管。
一、选择巷道断面形状
年产450万吨矿井由于上部水平煤炭已基本开采尽,需要延伸到下一水平进行生产。
需要挖掘一条3000米的水平运输巷道一,采用600mm轨距双轨运输大巷,且穿过中等稳定岩层,所以选择树脂锚杆与喷射混凝土支护,半圆拱形断面。
断面形状
适用条件
半圆供形
目前开拓,准备巷道,而硐室普片采用的断面形状,多在顶压大侧压小,无底鼓得条件下使用。
圆弧拱形
由于光爆锚喷支护的推广,拱部成型好,施工方便,多用于准备巷道。
当跨度较大时,较半圆拱形断面利用率高。
三心圆拱形
与半圆拱形相比,拱顶承压能力差,但断面利用率较高,适用于围岩坚硬的开拓巷道、上(下)山和硐室。
梯形
顶板暴露面积较矩形小,可减少顶压,能承受稍大的侧压,多用于采区巷道。
矩形
断面利用率较高,多用于顶压,侧压都较小,维护时间不长的回采巷道。
马蹄形
用于围岩松软,有膨胀性,顶、侧压力很大,且有一定底压的巷道。
圆形
围岩松软、四周压力均很大,用其他形状不能抵抗围岩压力时采用。
椭圆形
当巷道四周压力很大,且分布不均时,根据顶压和侧压的大小,采用竖直或水平布置。
不规则形
在薄煤层中,为了不破坏顶板,使顶板保持一定的稳定性,断面形状视煤层赋存条件而定。
(摘自采矿设计工程设计手册)
二、确定巷道净断面尺寸
(一)确定巷道净宽度B
查表知ZK10-6/250电机车宽A1=1060mm,高h=1550mm;3t矿车宽1200m、高1400mm
根据《煤矿安全规程》,取巷道人行道宽C=840mm道一侧宽a=400mm,查表知本巷双轨中线距b=1500mm,则两电机车之间距离为:
1500–(1060/2+1060/2)=440mm>200mm
故巷道净宽度:
B=a1+b+c1=(400+1060/2)+1500+(1060/2+840)=3940mm
(二)确定巷道拱高h0
半圆拱形巷道拱高h0=B/2=1920mm。
半圆拱半径R=h0=1920mm。
(三)确定巷道壁高h3
1.按管道装设要求确定h3
式中
h5—砟面至管子底高度,按《煤矿安全规程》取h5=1800mm;
h7—管子悬吊件总高度,取h7=900mm;
A1—电机车宽度,A1=1060mm;
m—电机车距管子间距,取m=300mm;
D—压气管法兰盘直径,D=335mm;
b2—轨道中线与巷道中线间距,b2=B/2-c1=3940/2-1440=480mm。
K—导电弓子宽度的一半,K=720/2=360mm
故
=1514mm
巷道类型
钢轨型号/kg·m-1
道床总高度hc
道咋高度hb
道咋面至枕轨面垂高ha
井底车场及主要运输巷道
30
410
220
190
22
380
220
160
采区运输巷道
上,下山
22
380
可不铺道砟,轨枕沿底板浮放,也可在浮放轨枕两侧充填掘进矸石
15
350
运输巷,回风巷
15
250
巷道轨枕选择
表3-10
使用地点
运输设备
轨枕规格/kg·m1
斜井
箕斗人车
运送液压支架设备车
30,38
1.0t,1.5t
22
平硐
大巷
井巷车场
8t及以上机车
3t及以上矿车
2.4Mt/a及以上矿井送液压支架设备车
30
1.0t,1.5t
22
采区巷道
2.4Mt/a及以上矿井送液压支架设备车
30,22
1.0t,1.5t
22,15
2.按人行高度要求确定h3
式中j——距巷道壁的距离。
距墙壁j处的巷道有效高度不小于1800mm。
j≥100mm,一般取j=200mm。
=1167mm
3.按架线电机车
查表中半圆拱巷道壁高公式的
h3≥h4+hc-
h4---轨面起电机车架线高度取为2000mm
hc--道床高度,查表选hc=410,hb=220mm
n--导电弓子距供壁的安全距离n=300mm
K--导电弓子宽度之半K=360mm
b1--道轨中心与巷道中心的间距b1=870mm
h3≥1417mm
综上计算,并考虑一定的余量,确定本巷道壁高为h3=1600mm。
则巷道高度H=h3+h0-hb=1600+1920-220=3300mm。
(四)确定巷道净断面积S和净周长P
查相关表得净断面积:
式中,h2——道砟面以上巷道壁高,
h2=h3-hb=1600-220=1380mm。
故
S=3940(0.39×3940+1380)=11.4㎡
净周长
2.57×3940+2×1380=12.9m
(五)用风速校核巷道净断面积
已知通过大巷风量Q=30m3/s,根据《煤炭工业设计规范》规定矿井主要进风巷的风速最高风速8m/s。
代入式中计算:
V=Q/S=30/11.4=2.63<8
设计的大巷断面面积、风速没超过规定,可以使用。
三、巷道的支护
(一)选择支护参数
本巷道采用锚喷支护,根据巷道净宽3.94m、穿过中等稳定岩层、服务年限20年等条件,确定选用锚固可靠、锚固力大的树脂锚杆,杆体为直径18mm螺纹钢,每孔安装两个树脂药卷,锚固长度得锚喷支护参数:
锚杆长2m,成方形布置,间距a=0.8m,排距a′=0.8m,锚杆直径d=18mm,喷射混凝土层厚T1=100mm,锚杆外露长度T2=50mm。
故支护厚度T=T1=100mm。
四选择道床参数
根据巷道通过的运输设备,已选用30kg/m钢轨,其道床参数道床总高度hc、道砟高度hb分别为410mm和220mm,道砟面至轨面高度ha=hc-hb=410-220=190mm,采用钢筋混凝土轨枕。
(三)确定巷道掘进断面尺寸
查相关表得:
巷道设计掘进宽度B1=B+2T=3940+2*100=4140
巷道计算掘进宽度B2=B1+2δ=4140+2×75=4390mm。
巷道设计掘进高度H1=H+hb+T=3300+220+100=3620mm。
巷道计算掘进高度H2=H1+δ=3620+75=3695mm。
巷道设计掘进断面面积
S1=B1(0.39B1+h3)=4140×(0.39×4140+1600)=13.31m²。
取S1=13.31m2。
巷道计算掘进断面积
S2=B2(0.39B2+h3)=4390×(0.39×4390+1600)=14.54m2。
取S2=14.54m2。
五、布置水沟和管线
已知通过本巷道的水量为60m3/h,现采用水沟坡度为0.3%,查相关表得:
水沟深500mm、水沟宽450mm,水沟净断面积0.225m2,水沟掘进断面面积0.272m2,每米水沟盖板用钢筋2.036kg、混凝土0.0323m3,水沟用混凝土0.152m3。
管子悬吊在人行道一侧,电力电缆挂在非人行道一侧,通信电缆挂在管子上
示。
六、计算巷道掘进工程量和材料消耗量
查相关表得:
每米巷道拱与墙计算掘进体积V1=S2×1=14.54m3
每米巷道墙脚计算掘进体积V3=0.2×(T+δ)×1=0.2×(0.1+0.075)=0.04m3
每米巷道拱与墙喷射材料消耗V2=[1.57(B2-T1)T1+2h3T1]×1=1.57(4.39-0.10)×0.10+2×1.60×0.10=0.994m3
每米巷道墙脚喷射材料消耗V4=0.2T×1=0.2×0.10=0.02m3
每米巷道喷射材料消耗(不包括损耗量)V=V2+V4=0.994+0.02=1.014m3
每米巷道锚杆消耗
式中P1——计算锚杆消耗周长,
P1=1.57B2+2h3=1.57×4.390+2×1.60=10.09m;
a、a′——锚杆间距、排距,a=a′=0.8m。
故
N=(10.09-0.5*O.8)/(0.8*0.8)=15.14根
折合重量为:
15.14*{2.0*3.14*(0.018/2)*7850}=60.46kg
式中l——锚杆长度,l=1.8m
d——锚杆直径,d=18mm
ρ——锚杆材料密度,ρ=7850kg/m3
由于每根锚杆安装2个树脂药卷,则每米巷道树脂药卷消耗:
M=2N=30.28支
每排锚杆数为:
0.8N=0.8×15.14≈12根
每排树脂药卷数为:
0.8M=0.8×30.28≈24支
每米巷道粉刷面积:
Sn=1.57B3+2h2=1.57×4.19+2×1.38=9.3m2
式中
B3为计算净宽,B3=B2-2T=4.390-2×0.1=4.19m
七、绘制巷道断面施工图、编制巷道特征表和每米巷道工程量及材料消耗量表
表1运输大巷特征
围岩类别
断面面积/m2
设计掘进尺寸/mm
喷射
厚度
/mm
锚杆/mm
净
周
长
/m
净面积
设计掘进
宽
高
型式
外露长度
排列方式
间、排距
锚杆长
直径
III
11.4
13.31
4140
3620
100
树脂
100
方形
800
2000
18
12.90
表2运输大巷每米工程量及材料消耗
围岩类别
计算掘进工程量/m3
锚杆数量
材料消耗/mm
粉刷面积/m2
巷道
墙角
喷射材料/m3
锚杆
钢筋/kg
药卷/卷
III
14.54
0.04
15.14
1.067
60.46
30.28
9.3
巷道断面图
第四章岩煤巷的施工
第1节工作面炮眼的布置
一炮眼数目的估算
炮眼数目直接影响着钻眼的工作量,爆破岩石的快度,巷道形状等,炮眼数目决定岩石的性质,巷道断面形状和尺寸,炮眼直径和炸药性能。
合理的炮眼应以保证爆破效果的实现为原则。
炮眼数目可以根据单位炸药消耗量,按下估算:
N=qSmn/ap
N--炮眼数目
q--炸药消耗量
S--巷道掘进断面积
m--每个药卷长度
a--装药系数,即装药长度与炮眼长度之比,一般0.5左右;
P--每个药卷的重量
①选择药卷型号直径32mm长度150mm重150g,
②f=9,查表的q=1.63kg/m3;
③S=13.31m²,
所以,N=(1.63×13.31×0.15×0.9)/0.5×0.15≈39个
二 掏槽眼的布置
掏槽眼的作用是首先将工作面的部分岩石破碎下来并抛出,为其他炮眼的爆破创造附加自由面。
因此,掏槽眼效果的好坏对爆破循环进尺起决定性作用。
工作面上各类炮眼布置是“抓两头,带中间”。
即首先选择掏槽方式和掏槽眼位置,其次是布置好周边眼,最后根据断面大小布置崩落眼。
掏槽眼通常布置在断面的中央偏下,并考虑崩落眼的布置较为均匀和减少崩坏支护及其他设备的可能。
周边眼一般布置在巷道断面轮廓线上,顶眼和帮眼按光面爆破要求,各炮眼相互平行,眼底落在同一平面上。
崩落眼均匀地布置在掏槽眼和周边眼之间,以掏槽眼形成的槽腔为自由面层层布置。
为了获得良好的爆破效果,必须正确地布置工作面炮眼,合理确定爆破参数,选用适宜的炸药和改善爆破技术。
掘进工作面的炮眼,按其用途和位置可分为掏槽眼、辅助眼和周边眼三类。
其起爆顺序是延期起爆,即先掏槽眼,其次辅助眼,最后周边眼,以保证爆破效果。
掏槽眼一般布置在巷道断面的中央偏下位置,便于打眼时掌握方向,并有利于其他炮眼能借助岩石的自重崩落。
掏槽的方式按方向分为三大类:
斜眼掏槽,直眼掏槽,混合式掏槽;
眼掏槽包括锥形掏槽,楔形掏槽
在这里选择斜眼掏槽中的楔形掏槽,掏槽眼的个数根据断面的大小和岩石坚固程度决定,一般6-8个,在这里取6个置3排3对共6个与工作面成65°夹角的炮孔,。
槽口宽度一般为1.0--1.4m,取为1.2m,掏槽的排距约0.3-0.5,取为0.5,眼深比一般的炮眼加深200mm,取炮眼深度2.2m。
三 周边眼的布置
周边眼包括顶眼,帮眼和底眼,是暴落巷道周边岩石,最后形成设计轮廓的炮眼,周边眼的布置合理与否,直接影响巷道成型是否规整。
现采用光面爆破,光爆周边眼的间距与最小抵抗线存在一定比例关系
K=E/W
K--炮眼密集系数,一般为0.6--1.0
E--周边眼间距,一般取0.4--0.6m
W--最小抵抗线,最外一圈辅助眼与周边眼的距离m
取k=0.2,E=0.6则w=0.6/1.0=0.6
查表取周边眼的直径为42mm
四辅助眼的布置
辅助眼又称崩落眼,是大量崩落岩石并继续扩大掏槽的炮眼,辅助眼要成圈的均匀的排布在周边眼和掏槽眼之间。
其间距为500mm--700mm,取辅助眼的间距为500mm。
爆破方向一般垂直于工作面,装药系数一般为0.4--0.6,取为0.5,炮眼深度取2.2m。
五工作面实际炮眼数目
N=a+b+c+d+e+f
N--工作面炮眼的总数
a--掏槽眼数目
b--周边眼顶眼
C--周边眼帮眼
d--周边眼底眼
e--辅助眼
a=6
b=(0.5×2π×1.92)/0.6=10
c=(h3+0.1)×2-0.2×2/间距={(1.7×2)-0.4}/0.5=6
d=B1/间距=4.14/0.6=7
e={S-S掏槽-(弧长+B1+2×h3)×w}/(间距×w)={13.31-1.2×(0.5+0.5)-(0.5×2π×1.92+4.14+2.8×2)}×0.6/0.6×0.6=12
f=1
所以炮眼实际数目N=6+10+6+7+12+1=42
第3节钻眼机具及爆破器材的选择
一钻眼机具的选择
在煤矿岩巷中,一般采用以压风为动力的各种凿岩设备和设施,包括凿岩机,钎头,钎杆和钻架设备等,而在煤巷中,多采用煤电钻,麻花钎干和俩翼旋转式转头。
本次施工选用七台气腿式凿岩机用十字钎头、YT—23型气腿式凿岩机、YT—24型气腿式凿岩机,配有38mm钻头,共9台,备用气腿式凿岩机2台,其技术特征见表2-1。
CGJ-2凿岩台车,台车上配有、YT—24型式凿岩机。
。
表2-1YT—23YT—24型气腿式凿岩机技术特征表
型号
质量/kg
气缸直径/mm
活塞行程/mm
冲击频率/次·mm-1
冲击功/J
扭矩/N·m
使用风压/MPa
YT—23
24
76
60
2100
59
>14.7
0.5
耗气量/m3·min-1
使用水压/MPa
配器阀形式
推进方式
注油器
钻孔直径/mm
最大钻深/m
<3.6
0.2~0.3
环状活阀
FT—160型
FY—200A
34~42
5
型号
质量/kg
气缸直径/mm
活塞行程/mm
冲击频率/次·mm-1
冲击功/J
扭矩/N·m
使用风压/MPa
YT—24
21
70
70
1800
>59
>12.7
0.5
耗气量/m3·min-1
使用水压/MPa
配器阀形式
推进方式
注油器
钻孔直径/mm
最大钻深/m
<2.9
0.2~0.3
控制阀
FT—140型
FY—200A
34~42
5
二炸药和爆破器材的选择
.爆破器材的选择
我国目前使用的,矿用炸药有硝铵类炸药和水炸药(乳化、浆化、水胶炸药),当穿过有瓦斯地段时,应采用煤矿硝铵炸药和煤矿含水炸药。
对于坚硬石可考虑采用粉状搞威力炸药。
硝铵类炸药价格较低廉,为煤矿普通使用,一般装成直径32mm、35mm、38mm,重量100g、150g、200g的药卷,有效使用期为6个月。
起爆器材一般采用8号雷管,延秒、半秒、毫秒等都能满足使用,但是在穿过有瓦斯的底层时,不能选用有瓦斯的雷管,毫秒延期雷管时间也不能大于135ms。
本次施工选用2号硝铵岩石炸药,8号雷管要卷直径选32mm,质量为150g。
煤矿安全规程》规定:
井下放炮都必须使用发爆器(矿用防爆型)。
发爆器有发电机式和电容式两类,目前多为电容式发爆器。
电容式发爆器所能提供的电流不太大,一般只用于起爆串联网络的电雷管。
选用MFB—100型号矿用电容式发爆器,
各类技术特征表
表2-4MFB—100型号矿用电容式发爆器性能指标表
型号
引爆能力/发
峰值电压/V
主电容量/µF
输出冲能/A2·ms
供电时间/ms
最大外阻/Ω
MFB—100
100
900
40×2
>30
3~6
320
第三节表2-2毫秒延期电雷管第二系列延期时间表
段别
1
2
3
4
5
6
7
8
9
10
<13
25±10
50±10
75+15(-20)
100±15
150±20
200+20(-15)
250±25
310±30
380±35
段别
11
12
13
14
15
16
17
18
19
20
460±40
550±45
655±50
760±55
880±60
1020±70
1200±90
1400±100
1700±130
2000±150
本巷道给定的瓦斯等级为低级,选用2号岩石硝铵炸药,其有关参数见表2-3。
表2-32号岩石硝铵炸药的组成、性能和爆炸参数计算值
炸药名称
组成、性能和爆炸参数计算值
2号岩石硝铵炸药
组成/%
性能
爆炸参数计算值
硝酸铵
71±1.5
水分/%
≤0.3
氧平衡/%
1.28
梯恩梯
10±0.5
密度/g·cm-3
0.95~1.10
质量体积/L·㎏-1
782
木粉
4±0.5
猛度/mm
≥10
爆热/kJ·㎏-1
3324
食盐
15±1.0
爆力/mL
≥250
爆温/C
2230
沥青
殉爆/cm,浸水前不小于
5
爆轰压/MPa
2206
石蜡
爆速/m·s-1
3600
第3节爆破参数的确定
一、炮眼直径
炮眼直径对钻眼效率、全断面炮眼数目,炸药消耗量和爆破岩石块度与岩壁平整度均有影响。
因此,应根据巷道断面大小、块度要求性能和凿岩机性能综合考虑、进行选择。
炮眼直径大,可减少炮眼数目,炸药能量相对集中,可提高爆破效率,但钻速下降,影响爆破质量和降低围岩稳定性。
在采用气腿凿岩机的情况下,现场多根据药卷直径来确定炮眼直径。
目前国内岩巷掘进均采用直径27mm、32mm和35mm三种药卷,炮眼直径需比药卷直径大6~8mm左右,所以目前岩巷掘进的炮眼直径多采用35~42mm。
在这里我们采用药卷直径为32mm,炮眼直径为40mm。
二、炮眼深度.
炮眼深度决定了每一掘进循环钻眼和装岩的工作量、循环进尺以及每班的循环次数。
炮眼深度主要根据岩石性质、巷道断面、循环作业方式、凿岩机类型、炸药威力、工人技术水平等因素确定。
从今年发展趋势来看,炮眼平均深度逐渐由浅孔向中深孔(2.0~2.5m)发展,一些采用凿岩台车凿岩的掘进队正在向较深孔发展合理的炮眼深度应以高速、高效、低成本、便于组织正规循环作业为原则。
采用气腿凿岩机时,炮眼深度以1.8~2.5m为宜,眼深超过2.5m后,钻眼速度则明显降低。
采用配有高效凿岩机的凿岩台车时,应向深眼发展,一般眼深可达3.0m以上。
我国煤矿巷道掘进中,通常是以月进尺任务和凿岩、装岩设备的能力来确定每一循环的炮眼深度。
即:
式中
l—炮眼深度,m;
L—计划月进度,m;
N—每月实际用于掘进的天数,30天;
k—正规循环率,即每月实际用于掘进工作的天数与30天之比,一般取k=0.8~0.9;
n—每日完成掘进循环数,次
;
—炮眼利用系数,一般要求
0.8;
L=80,
四、炸药消耗量
单位炸药消耗量是指爆破1.0m3实体岩石所需的炸药量,也是工作面一次爆破所需的总N=
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