403采区设计.docx
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403采区设计
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:
2014.01.26
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=32706m2。
2、储量计算
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+133×5×23）×10.75×1.4=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
煤
3.8×3.0
锚、网、索、钢带
87
15.5
2
5301回风顺槽
煤
3.6×2.8
锚、网、索、钢带
117
15.5
3
切眼
煤
6.0×2.8
锚、网、索、钢带
100
15.5
4
403回风巷切眼
煤
6.0*2.8
锚、网、索、钢带
90
15.5
5
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
2374
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
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；
H—冒落拱高度，m;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
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/[6.0×2.5×25.6-（2×100×sin87°）/1.5]=1.38m
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