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44
附图5:
13042工作面供电系统示意图¨
45
前言
根据河南省中南煤炭工程设计有限公司编制的《郑州市昌隆煤业有限公司技术改造初步设计》修改。
郑州市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。
该矿为低瓦斯矿井。
为确保矿井采面正常接替,准备对13042上下付巷及切巷进行掘进。
一、设计编制的依据
1、《郑州市昌隆煤业有限公司技术改造初步设计》修改
2、有关实测图纸及技术文件、资料和采掘现状等。
二、设计编制的指导思想
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”的方针、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、体现技术管理规范的特点:
合理布置,利于安全管理。
三、设计的主要特点及主要技术经济指标
1、设计的主要特点
做好13042工作面开采顶板管理和支护材料选择,提高工程管理水平;
加强工作面通风管理、探放水管理和设备管理。
2、主要技术经济指标
井巷工程总长度520m;
井巷工程总体积2808m3;
万吨掘进率89.4m/万吨;
工期3个月;
地质储量:
4.65万t;
可采储量:
4.04万t;
工作面生产能力8000t/月;
服务年限5个月;
13062工作面工程布置设计
一、工作面概况
1、13062工作面位于13采区中部,上部为13022工作面。
13采区位于井田东南部,采区地质条件复杂,煤层倾角比较大(平均坡度25°
),煤层厚度变化大,给开采带来一定的难度。
13采区轨道上山与运输上山方位为130°
,工作面沿走向布置,方位为75°
。
13042工作面开采二1煤层,平均煤厚2.5米。
该工作面地面标高+275.3——+290.5米,工作面标高+190-——+249.7米。
13042工作面设计走向长225米,倾斜长55米,可采储量4.04万吨。
13采区采、掘、机、运、通各大系统于2010年7月形成,安全设施及设备做到同时设计、同时施工,同时投入使用。
13采区通讯联络系统、压风自救系统、洒水降尘系统、检测监控系统、人员定位系统五大系统也同时安装并投入使用。
首采13010工作面于2011年7月开始生产。
13采区工作面接替顺序为:
13042—13062—13082
2、煤层赋存状况及煤层特征
该工作面煤层厚度变化大,工作面下部较厚,上侧煤层薄。
所采二1煤层呈灰色粉末状,半光亮型,原生构造受滑动构造的影响而遭受破坏,层理不清,强度较低,煤层结构简单。
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
由郑州市昌隆煤业有限公司水文地质资料得知,由于受嵩簯滑动构造影响,二1煤顶板大都被破碎带取代,矿井充水水源主要以底板水为主;
二1煤层底板太原组上段灰岩含水层为灰岩裂隙水,本矿水文地质类型属二类一型,即以顶板为主的裂隙充水矿床类型,水文地质条件简单。
矿井设计正常涌水量15m3/h;
最大涌水量30m3/h;
实际矿井正常涌水量3m3/h;
最大涌水量6m3/h。
5、工作面瓦斯情况
煤层瓦斯:
该矿为低瓦斯矿井,该工作面位于+190-——+249.7水平属浅部开采,根据13010工作面开采期间工作面绝对瓦斯涌出量为0.41m3/min。
由此预计13042工作面回采期间绝对瓦斯涌出量为0.4m3/min。
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。
6、采煤方法
13042工作面设计采用DZ22-30/100型单体柱配合2.4m长π型钢梁支护支护顶板,人工机械打眼、放炮落煤,走向长壁后退式采煤法,全部陷落法管理顶板,排距1m,柱距0.5m。
7、采面储量及服务年限
13062工作面走向长230米,可采长度210m,倾斜平均60m,煤层平均厚度2.5m。
圈定地质储量:
230×
60×
2.5×
1.35=4.65万t;
运输上山煤柱:
20×
1.35=0.405万t;
(4.65-0.405)×
95%=4.04万t。
工作面服务年限:
工作面生产能力为0.8万t/月,服务年限为4个月。
8、掘进巷道布置
13042上付巷布置在13采区中部,开口点坐标x=3813818,Y=38429281,标高+218.01,走向750、坡度沿底板掘进,设计长度2230米.该巷道担负13042工作面的回风和行人等任务。
13042下付巷开口坐标x=3813838,Y=38429236,标高+208.67。
走向750沿底板掘进,设计长2300m.该巷道担负13042工作面的运输、进风和行人等任务。
9、巷道掘进方式及掘进巷道支护形式
工作面巷道掘进方式为手镐落煤,巷道断面根据通风、运输、行人等要求确定,上、下付巷采用1.7×
2.5工字钢单棚支护,棚距0.5米,下叉3.2米,中高2.2米,断面5.4m2,每棚配不小于5cm椽子顶8根、邦9根,阻燃网、荆芭背顶背帮。
10、回采工作面支护设计
工作面顶板控制设计从“支、护、稳”三方面考虑,即采场支架对顶板应能支得起、护得好、稳得住。
选定工作面支护方式为:
π型钢梁配合单体液压支柱支护,最大控顶距3.2米,最小控顶距2.4米,棚距0.6米,步距1米。
1采面支护
根据采场支护设计的要求,本工作面采用最大采高2.2米单体液压支柱配2.4米π型钢梁对棚支护,其支护形式为π型钢梁大垮度矩形断面支护,每对棚5柱,即主梁一梁三柱,付梁一梁二柱,棚距(中—中)0.6米,最大控顶距梁端保持0.1米,便于采煤,放煤及运输机管理。
工作面上下安全出口支护
上下安全出口长3米,宽1米,高1.8米,均采用6对12根3.2米π型钢梁配合单体液压支柱支护,一梁三柱成对使用,每对棚距0.5米,支柱初撑力达90KN,工作面运输机头、机尾分别于运输巷,运输巷搭妆处,分别架设一对3.2米π型钢梁抬住,运料巷下邦、运输巷上邦梁头,随工作面推进交替迈步前移。
工作面上下付巷超前支护:
使用2.4米π型钢梁配合单体液压支柱支护长度不小于20米,距煤壁10米范围内打双排柱10—20米范围内打单排柱,梁与梁对接,高度不低于2米,行人道宽度不小于0.7米,支柱初撑力不小于90KN。
附工作面支架布置图
三、工作面回采工艺及顶板支护设计
(一)、回采工艺过程:
工艺过程:
注水→移镏子→打眼、装药→放炮→装煤、运煤→移主梁→攉煤、站柱→移副梁→采空区处理。
(二)、工作面支护设计
1、煤层顶底板岩性及分类
(1)煤层顶、底板岩性(见地质说明书)
(2)顶底板结构
老底←直接底←伪底←煤层→伪顶→直接顶→老顶
(3)顶板分类
直接顶为砂质泥岩,厚度为3-5m。
老顶为细粒砂岩,厚度4.5m。
初次垮落步距为13m,老顶初次来压步距为20m,周期来压步距为13m,属二类中等较稳定顶板。
本工作面沿底回采,底板比压6MPa,属二类中等较稳定底板。
2、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”:
就是要求支架在期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=(5×
13×
2.5)/(2×
2.4)=33.85t/m2
式中:
P1——支架支护强度t/m2
MA----直接顶厚度5m
YA----直接顶平均容重2.5t/m3
LA----直接顶初次垮落步距13m
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。
P2=A+MBYBCB/kt/L小
=[(5×
2.5)+(4.5×
20)]/4/2.4
=(12.5+225)/9.6=24.74(t/m2)
P2----支架支护强度t/m2
A----直接顶重量t
MB----老顶厚度4.5m
YB----老顶容重2.5t/m3
kt----岩重分配系数kt=4
L小---最小控顶距2.4m
CB----老顶初次来压步距20m
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/ktL小
=[(5×
13)]/(4×
2.4)
=16.53(t/m2)
P3----支架支护强度t/m2
A----直接顶重量t
Mc----老顶厚度4.5m
YC----老顶容重2.5t/m3
CC----老顶周期来压步距13m
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=8×
1.8×
1.38=19.87t/m2
M-----采高煤重吨
取以上最大值,合理的支护强度应为:
P=P1=33.85t/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=33.85/24=1.41根/m2
式中:
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=1.41根/m2,故取支柱棚距为0.6m,每棚站柱5根,合乎要求。
(2)“护”:
包括护帮顶和护底
a、护帮顶:
根据回采工艺要求,顶板、煤墙、老塘实行全封闭,保证不漏顶、不片帮、不窜矸。
要求所选用棚距能满足不因竹笆和椽子的强度不足而引起局部冒顶,竹笆和椽子的强度能托住两棚间松散岩体的重量。
打帮顶时竹笆要搭接合理,椽子摆放均匀。
根据理论和材料供应的材质,选0.6m的棚距(中~中)对棚架设,可以满足护顶的要求。
b、护底
护底要求支柱对底板的压强小于底板的比压。
否则,支柱要穿柱鞋。
为保证工作面支柱的初撑力,底板松软地段支柱下站大木鞋(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/m³
α-----煤层倾角12°
G实------支护密度2.45根/m2
f------软硬岩层之间摩擦系数取0.5
则:
P初=2.5×
2.0×
〔(cos12°
+sin12°
)/0.5〕/2.45
=2.844t/m2
=27.87KN
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。
四、运输、电源、水源
1、运煤路线
13042工作面(溜子)→13042下付巷(溜子、皮带)→13采区运输巷→一部皮带巷→煤仓→主井提升→平面煤场。
2、运料路线
设备、平地料场→副井口装车→副井东大巷→轨道上山→轨道联巷→13轨道上山→13车场→13042上付巷工作面。
3、供电电源
有双回路专用供电电源,两趟660V电源线路,供电可靠。
4、设备选型计算
13042下付巷长度230米,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15万t/a
输送长度L=60m
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=0.95t∕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=50t/h
初选用SD-44P型胶带输送机,其参数:
带速1.6m/s,胶带宽度650mm,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×
1.6×
0.95×
0.82)=0.512mm
—设计运输生产率,215t/h;
—货载散集容重,0.95t/m3;
—输送机倾角系数,c=0.82;
—货载断面系数,煤堆积角ρ=30°
时,槽形断面k=458;
—带速,1.6m/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×
215+220=650mm
选用胶带宽度B=650mm。
3、胶带输送机传动滚筒驱动轴功率计算
No=(k1.Lh.v+K2QLh+0.00273QH)K3
已知:
Lh=266m
V=1.6m/s
Q=150t/h
H=43m
查表K1=0.0165
K2=8.17×
10-5
K3=1.18
No=(0.0165×
266×
1.6+8.17×
10-5×
150×
266+0.00273×
43)×
1.18=32.5(kw)
4、胶带输送机电动机驱动功率计算
N=K.No/&
=1.1×
32.5/0.85=42.1KW
5、胶带输送机选择
根据以上计算,运输巷采用1台22KW防爆电机驱动的原有SD-44S型胶带输送机,其参数:
设计运输生产率215t/h,带速1.6m/s,胶带宽度650mm,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、规范及行业规定的要求。
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×
=173t/h
年运输能力计算为:
330×
10×
87=28.7万t/a
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的一半。
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
设计年生产能力15万t/a
输送长度L=80m
倾角向上β=1°
运输任务担负采区运煤
设计运输生产率A=150t/h
2、选择刮板机输送类型
根据A=150t/h,顺槽选用SGB420/17T型刮板输送机。
3有关技术特征:
出厂长度:
L=80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=30KW
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)×
80sin3°
]×
9.8
=12980.8N
空段运行阻力
Wk=q0×
g×
L(wocosβ+sinβ)×
=16.95×
80(0.4cos3°
+sin3°
)×
=5628.14N
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×
(5628.14+12980.8)
=22515.6N
电动机轴上的总功率计算
N=WOv/1000*0.8(传动装置效率)=22515.6×
0.86/800
=22.51KW
考虑20%的备用功率取电动机功率备用系数1.2
N=1.2×
22.51=27KW
电机功率不够,因此采用SGB420/30T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SGB420/30T型刮板输送机。
3)、切巷刮板机输送选型
设计年生产能力10万t/a
倾角向下β=16°
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SGB420/17T型刮板输送机。
4)、电缆截面的选择
根据矿井实际,向该工作面供电的主井底变电所距回采工作面运输巷皮带机头285米,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)
36
46
16
85
113
35
138
50
173
70
215
95
260
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)对于顺槽选用的胶带机额定功率为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
支线路的负荷电流Ica1=19.04A
(2)对于顺槽选用的杂质泵额定功率为4KW,其额定电流为Ie=P/√3Ucos¢
其中P=15KW
则Ie=4000/1.7326×
0.85=4.11A
支线路的负荷电流Ica2=4.11A
(3)对于顺槽选用的单台刮板机额定功率为2×
30KW,其额定电流为Ie=P/√3Ucos¢
其中P=80KW
则Ie=80000/1.732×
0.85=82.33A
支线路的负荷电流Ica3=82.33A
(4)对于切巷选用的单台刮板机额定功率为40KW,其额定电流为Ie=P/√3Ucos¢
其中P=40KW
则Ie=40000/1.732×
0.85=41.17A
支线路的负荷电流Ica4=41.17A
干线路的额定负荷电流IcaZ1=Ica1+Ica2+Ica3+Ica4
=19.04+4.11+82.33+41.77
=147.21A
根据线路的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的电缆选用截面25mm2电缆;
皮带机、杂质泵电源分支线路的电缆均选用截面16mm2电缆。
2、按电缆网路的电压损失校验电缆截面
为保证用电设备的正常运行,电缆网路实际电压损失不应超过网路所允许的电压损失,即端电压不得小于额定电压的95%。
为此,应选用足够大的电缆截面,以使电压不得超过允许值。
终端电压损失计算:
ΔU=PL*103
UγA
ΔU---电缆线路的电压损失,V;
P---电缆所带负荷的有功功率计算值,KW;
L、A---电缆的长度、截面面积,m、mm2;
γ---电缆导体的电导率,m/Ω.mm2;
铜芯橡套电缆20℃时电导率为53m/Ω.mm2;
根据工作面的实际走向长度,考虑1.1系数,确定供电电缆的敷设长度。
假定供电电源至胶带机机头的电缆长度L70=95m,胶带机机头至杂质泵的电缆长度L70=170m,杂质泵至刮板机机头的电缆长度L70=30米,刮板机机头至切巷刮板机机头的电缆长度L70=10m,电机至启动开关负荷线长度取10m。
则ΔU70=P1L*103
=102*95*103=3.95V
660*53*70
ΔU70=P2L*103
=84*170*103=5.83V
ΔU70=P3L*103
=80*30*103=0.9V
ΔU70=P4L*103
=40*80*103=1.3V
ΔU25=P4L*103
=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,根据计算的各段电缆的电压降之和为:
ΔU总=ΔU70+ΔU70+ΔU70+ΔU70+ΔU25
=3.95+5.83+0.9+1.3+0.45
=12.43V<
33V
符合供电要求。
5)、低压开关的选择及整定
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,所用开关的额定电压应不小于所在电网的额定电压,额定电流应不小于其所控制线路的最大长时工作电流。
对于控制单台或两台电动机的开关,其最大长时工作电流可取电动机的额定电流。
按照计算,支线路最大负荷电流Ica=41.17A,干线路的负荷电流Ica=158.6A,所以由变电所向采面供电的低压总馈电开关可选用额定电流为