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采区储量:

Q=32706×

10.75×

1.4=49.2万吨

永久煤柱损失量:

P永=(242×

15+133×

23)×

1.4=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

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0—6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、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:

A0 

=LV0MγC0

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;

γ——煤的密度,t/m3 

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5301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90—95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m

1

2301运输顺槽

3.8×

3.0

锚、网、索、钢带

87

15.5

2

5301回风顺槽

3.6×

2.8

117

3

切眼

6.0×

100

4

403回风巷切眼

6.0*2.8

90

5

每个切眼开口为炮掘

3.8*2.8

25米*29条

4.5

合计

2374

工种

早班

中班

晚班

班长

3人

掘进司机

皮带、溜子工(兼职)

6人

支护工

12人

钳工

6

辅助运料工

小计

13

39人

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

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+L1+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;

L2—锚杆在巷道中外露长度,一般取0.05m;

其中:

H=B/2f=6/2×

3=1.0

式中B—巷道开掘宽度,按6.0m;

f—坚固系数,取3。

则L=1.5×

1.0+0.4+0.05=1.95m

B锚杆间、排距计算

α=(Q/KHγ)1/2

式中α—锚杆间排距,m;

Q—锚杆设计锚固力,85kN/根;

K—安全系数,取K=1.5。

γ—被悬吊煤岩的密度,取25.6kN/m3

α=﹝85/(1.5×

2.5×

25.6)﹞1/2=0.94m

通过计算选用Φ20mm×

2.0m左旋无纵筋螺纹钢锚杆,间排距800mm×

800mm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:

式中:

Q—按抗拉拔力试验数据取8.5t相当于68600N;

σt—锚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=13.9mm

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+Ld

L—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:

La≥K×

d1fa/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/mm2(1860MPa,合1920N/mm2);

fc—锚索与锚固剂的粘合强度,取10N/mm2;

则La≥2×

17.8×

1920/4×

10=1708.8mm≈1.708m

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4m即可。

为保证安全,确保支护效果,排距取3.0m完全满足要求。

(5)锚索数目的确定

N=KW/P断

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350kN;

W---被吊岩石的自重,kN,

W=B×

Σh×

Σr×

D;

B---巷道掘进宽度,为6m;

Σr---悬吊岩石平均容重,25.6kN/m3;

Σh---悬吊岩石厚度,取3m;

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/[BHγ-(2F1sinθ)/L1]

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;

γ—岩体容重,25.6kN/m3;

L1—锚索排、间距,1.5m;

F1—锚索锚固力,100kN;

F2—锚索极限承载力,取345kN;

θ—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=1×

345/[6.0×

25.6-(2×

100×

sin87°

)/1.5]=1.38m

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