1、1恒宝源煤业 403 采区初步设计方案说明书编 制: 马占权审 核:负责人:日 期: 2014.01.262第一章 采区基本情况1、开采范围如下:北至 5301 顺槽;南至 403 轨道大巷停采线;西至 8301 行人通道切眼;东至 403 回风巷停采线。整个采面为梯形,见图。:面积为:(100m+167m)*233m/2=31105.5/cos18=32706m 2。2、储量计算采区储量:Q= 3270610.751.4=49.2 万吨永久煤柱损失量:P 永 =(24215+133523)10.751.4=28.5 万吨可采储量:Q 采 = 49.2-28.5=20.7 万吨3、煤层埋藏深度
2、4#煤层埋藏最大垂深为 287m。4、井上下对照关系:本区地面为山坡沟壑地形,无重要建筑物,地表大部分被黄土、植被覆盖。东部有一较大荒沟,沟宽约 5 米,常年无水,只在雨季形成径流。5、4 -1 号煤层赋存于太原组顶部,煤层厚度 9.94-20.79m,本区约 10.75m,属全区可采的稳定煤层。该煤层结构简单复杂,含夹矸 06 层,岩性多为高岭岩、炭质泥岩和砂质泥岩。本煤层老顶为 K3 砂岩,顶板为砂质泥岩、粉砂岩、细砂岩,有时有炭质泥岩伪顶。厚度 0-2.5 米,底板一般为含植物根化石的泥岩、3细砂岩、炭质泥岩。第二章 采区生产能力一、采区生产能力一个采面的生产能力为:A 0 =LV0MC
3、 0式中 L采煤工作面长度,m;V0推进速度,m/a;M煤层厚度或采高,m;煤的密度,t/m 3 C0采煤工作面采出率,厚煤层取低限;此处取 0.93。采煤班每班一个工作面平均进尺长 6m*宽 5m*高 4m,每班包括支护采用三八制,一天工作面推进速度为 18m,本采区因此一个采面生产能力 A0 =3*6*5*4*1.4*0.93=468 吨/天第三章 采区方案设计一、采煤方法选择概述结合具体地质条件和技术条件,综合考虑高产、高效、材料消耗少,成本低、便于安全管理等因素。采用掘进机破巷采煤。二、 采区巷道布置前期先采 8301 工作面,直接从 403 轨道巷 2301 顺槽处与 2301 原巷
4、错开 4 米掘进顺槽,坡度+10,掘进 20 米见顶,然后沿顶掘进到 8301 行人通道巷顶部 47 米,再刷扩 403 轨道403 皮带巷 20 米。按照同样方法掘进45301 顺槽,达到位置后,掘进切眼,形成回采系统。到 403 回风掘进切眼时,调整通风系统,将 403 回风巷变成进风巷,先炮掘 25 米,再用掘进机掘进,掘进到原 403 轨道巷位置停止,长度 9095米。切眼中至中间距 10 米。三、劳动组织采用“三八”工作制。每天三个小班,每小班工作八小时.8301 工作面掘进工程量序号 巷道名称 性质 断面规格 支护形式 工程量(m) 每日进度 m1 2301 运输顺槽 煤 3.83
5、.0 锚、网、索、钢带 87 15.52 5301 回风顺槽 煤 3.62.8 锚、网、索、钢带 117 15.53 切眼 煤 6.02.8 锚、网、索、钢带 100 15.54 403 回风巷切眼 煤 6.0*2.8 锚、网、索、钢带 90 15.55 每个切眼开口为炮掘 煤 3.8*2.8 锚、网、索、钢带 25 米*29 条 4.5合计 23745第四章 采煤工艺一、回采工艺工艺顺序:掘切眼锚网索顶板护帮掘进机起底出煤掘进机从顶部掘进切眼宽度 6 米,到底部宽度为 4 米。见图1、锚杆、锚索支护参数计算(1) 、锚杆支护参数(按悬吊理论计算锚杆参数)A、顶锚杆长度计算:L=KH+L 1+
6、L2式中 L锚杆长度,m;H冒落拱高度,m;K安全系数,一般取 K=1.5;L1锚杆锚入稳定层的深度,取 0.4m;序号 工种 早班 中班 晚班 合计1 班长 1 1 1 3 人2 掘进司机 1 1 1 3 人3 皮带、溜子工(兼职) 2 2 2 6 人4 支护工 4 4 4 12 人5 钳工 1 1 1 3 人6 辅助运料工 4 4 4 12 人小计 13 13 13 39 人合计 36 人,技术员 1 人、大队长 1 人、领料工 1 人、出勤率 0.85,在册人数 45 人6L2锚杆在巷道中外露长度,一般取 0.05m;其中:H=B/2f=6/23=1.0式中 B 巷道开掘宽度,按 6.0
7、m;f坚固系数,取 3。则 L=1.51.0+0.4+0.05=1.95mB 锚杆间、排距计算=(Q/KH) 1/2式中 锚杆间排距,m;Q锚杆设计锚固力,85kN/根;H冒落拱高度,m; K安全系数,取 K=1.5。被悬吊煤岩的密度,取 25.6kN/m3=85/(1.52.525.6) 1/2=0.94m通过计算选用 20mm2.0m 左旋无纵筋螺纹钢锚杆,间排距800mm800mm 合理。C 按锚杆杆体承载力与等抗拉拔力强度原则确定锚杆直径 d锚杆锚固力 Q 等于锚杆杆体承载力 P,P= ,由 P=Q 得:24dtd13.式中:Q按抗拉拔力试验数据取 8.5t 相当于 68600N;t锚
8、杆杆体材料的设计抗拉强度,按普通低碳钢抗拉强度取值550Mpa。d=13.9mm7所以锚杆直径选择为 20,大于 13.9可满足支护需要。(2) 、锚索支护参数(确定锚索长度)L=La+Lb+Lc+LdL锚索总长度,m;La锚索深入到较稳定岩层的锚固长度,m;Lb需要悬吊的不稳定岩层厚度,取 3m;Lc上托盘及锚具的厚度,取 0.2m;Ld需要外露的张拉长度,取 0.3m;锚索锚固长度 La按下式确定:LaKd 1fa/4fc式中 K安全系数,取 K=2;d1 锚索钢绞线直径,取 17.8mm;fa钢绞线抗拉强度,N/mm 2(1860MPa,合 1920N/ mm2);fc锚索与锚固剂的粘合
9、强度,取 10N/mm2;则 La217.81920/410=1708.8mm1.708m取 La=1.708mm锚索长度 L=1.708+3+0.2+0.3=5.208故设计取锚索长度为 8m 合理。(3)锚索倾角。锚索按垂直巷道顶的切线布置。(4)锚索排距的确定。因为锚索排距一般不大于锚索长度的 1/2,所以排距小于 4 m 即可。为保证安全,确保支护效果,排距取 3.0m 完全满足要求。8(5)锚索数目的确定N = KW/ P 断 式中: N-锚索数目;K- 安全系数,一般取 1.5;P 断 - 锚索的最低破断率,为 350 kN;W- 被吊岩石的自重,kN,W = B h r D;B-
10、巷道掘进宽度,为 6m;r-悬吊岩石平均容重,25.6 kN/m3 ;h-悬吊岩石厚度,取 3 m;D-锚索间距,取 1.5m。则 W = 691.2kN。计算得:N 2.96根。通过以上计算:按1.5m 的间距在顶部布置3根,进行支护能够满足要求。锚索间排距:L=nF2/BH-(2F 1sin)/L 1式中 L锚索间距,m;B巷道最大冒落宽度,取 6.0m;H巷道冒落高度,按最严重冒落高度取 3.0m;岩体容重,25.6kN/m 3;L1锚索排、间距,1.5m;9F1锚索锚固力,100kN;F2锚索极限承载力,取 345kN;锚杆与巷道顶板的夹角,按最小角度取,87;n锚索排数,取 1。排距:L=1345/6.02.525.6-(2100sin87)/1.5=1.38m10 403回 采 工 艺 断 面 图