煤矿设计基本公式及参数
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摘要本设计矿井为鸡西矿业集团小恒山矿2.4Mt/a新矿井设计。
地质构造简单,共有可采煤层为5层,分别为1#上、3#上、3#下、6#A和34#煤层总厚度为 10.3m。
设计井田的工业储量为262.5Mt,可采储量为211.2 Mt,矿井的设计服务年限为63a。
煤层倾角为10°属缓倾斜煤层,本矿井设计采用双立井开拓方式,划分为三个水平,4个带区,2个工作面达产,采用带区式准备方式,达产时为两个带区。
大巷运输采用14t架线式电机车牵引5t底卸式矿车运输,运输巷采用带式输送机,辅助运输为1.5t固定式矿车,工作面采用刮板运输机。
采煤方法为倾斜长壁后退式采煤法,采煤工艺为综合机械化采煤工艺。
工作面的支护方式采用支撑掩护式液压支架支护,顶板处理方法为全部跨落法。
提升设备为主井采用箕斗提升,副井用罐笼提升。
矿井年工作日为330d,每天净提升时间为16h,本采用“四、六”工作制,工作面长为180m,循环进度为0.8m,每日进9刀。
关键词:矿井设计倾斜长壁采煤法全部跨落AbstractThe design of the mine in Jixi Mining Group Xiaohengshan Mine is 2.4 Mt / a new mine design. Simple geological structure, a total coal seam is 5 layers, respectively 1#up、3#up、3 #down、6 #A and 34# coal seam thickness of the total is 10.3m. Mine design of industrial reserves are 262.5 Mt, the recoverable reserves are 211.2 Mt. Mine design service life are 63years. Seam inclination of 10 ° is a gently inclined coal, the mine-shaft design using pioneering approach is divided into 3 levels. four bands, two face up to production, using the belt-prepared, when the production of two bands. Roadway transport the 14 t-linear motor vehicle traction five t-bottom tub transport, transport belt conveyors used roadway, auxiliary transport of 1.5 t fixed tub, face scraper used transport aircraft. Mining method for inclined longwall mining retrogression mining technology for integrated mechanized mining technique. Face support method using shield-type hydraulic support the roof all the way to handle cross-loading method. Well mainly to upgrade equipment used winder, using cage belonging to upgrade. Mine for 330 days, d, net upgrade daily for 16 h, the adoption of the "four six" work system Face length of 180 m, the progress of cycle 0.8m per day into nine knife.Keywords : mine design Inclined longwall mining method All-trans目录摘要 (I)Abstract (II)目录.............................................................................................................................................. I II 绪论 (1)第1章井田概况及地质特征 (2)1.1井田概况 (2)1.1.1 交通位置 (2)1.1.2 地形地势 (3)1.1.3 气象及地震情况 (3)1.1.4水文地质情况 (3)1.1.5煤田开发史 (3)1.1.6工农业及原料供应状况 (3)1.1.7水源及电源 (3)1.2 地质特征 (4)1.2.1 矿区内的地层情况 (4)1.2.2 地质构造 (5)1.2.3 煤层赋存情况及可采煤层特征 (6)1.2.4 岩石性质厚度特征 (8)1.2.5 井田水文地质情况 (8)1.2.6 沼气煤尘及煤的自燃性 (8)1.2.7 煤质牌号及用途 (8)1.3 勘探程度及可靠性 (8)第2章井田境界储量服务年限 (10)2.1 井田境界 (10)2.1.1井田周边状况 (10)2.1.2井田境界确定的依据 (10)2.1.3 井田未来发展状况 (10)2.2 井田储量 (10)2.2.1 井田周边状况 (10)2.2.2 保安煤柱 (11)2.2.3 储量计算方法 (11)2.2.4 储量计算评价 (12)2.3 矿井工作制度生产能力及服务年限 (12)2.3.1 工作制度 (12)2.3.2 生产能力 (12)2.3.3 矿井设计服务年限 (12)第3章井田开拓 (14)3.1概述 (14)3.1.1井田内外及附近生产矿井开拓方式概述 (14)3.1.2影响本设计矿井开拓方式的原因及其具体情况 (14)3.1.3确定井田开拓方式的原则 (15)3.2矿井开拓方案的选择 (15)3.2.1井硐形式和井口位置 (15)3.2.2开采水平数目和标高 (21)3.2.3开拓巷道的布置 (22)3.3 选定开拓方案的系统描述 (23)3.3.1 井硐形式和数目 (23)3.3.2 井硐位置及坐标 (23)3.3.3水平数目及高度 (24)3.3.4石门大巷(运输大巷回风大巷)数目及布置 (24)3.3.5井底车场形式的选择 (26)3.3.6煤层群的联系 (27)3.3.7带区划分 (27)3.4 井筒布置及施工 (28)3.4.1井硐穿过的岩层性质及井硐维护 (28)3.4.2井硐布置及装备 (28)3.4.3井筒延伸的初步意见 (31)3.5 井底车场及硐室 (31)3.5.1井底车场形式的确定及论证 (31)3.5.2井底车场的布置储车线路行车线路布置长度 (32)3.5.3通过能力计算 (33)3.5.4井底车场主要硐室 (33)3.6 开采顺序 (34)3.6.1沿煤层走向的开采顺序 (34)3.6.2沿煤层倾斜方向的开采顺序 (34)3.6.3带区接续计划 (35)3.6.4“三量控制”情况 (35)第4章带区巷道布置与带区生产系统 (37)4.1带区概况 (37)4.1.1设计带区的位置边界范围带区煤柱 (37)4.1.2带区地质和煤质情况 (37)4.1.3带区生产能力储量及服务年限 (37)4.2 带区巷道布置 (37)4.2.1带区划分 (37)4.2.2带区斜巷布置 (38)4.2.3带区煤仓形式容量及支护 (38)4.2.4带区硐室简介 (40)4.2.5带区工作面的接续 (40)4.3 带区准备 (41)4.3.1 带区巷道的准备顺序 (41)4.3.2 带区主要巷道的断面及支护方式 (42)第5章采煤方法 (44)5.1 采煤方法的选择 (44)5.2 回采工艺 (44)5.2.1回采工作面的工艺过程及使用的机械设备 (44)5.2.2工作面循环方式和劳动组织形式 (45)第6章井下运输和矿井提升 (48)6.1 矿井井下运输 (48)6.1.1运输方式和运输系统的确定 (48)6.1.2矿车的选型及数量 (48)6.1.3带区运输设备的选择 (49)6.2 矿井提升系统 (49)第7章矿井通风安全 (50)7.1 矿井通风系统的确定 (50)7.1.1.概述 (50)7.1.2矿井通风系统的确定 (50)7.1.3主扇工作方式的确定 (51)7.2 风量计算与风量分配 (51)7.2.1矿井风量计算的规定 (51)7.2.2风量计算 (51)7.2.4风速的验算 (53)7.2.5风量的调节方法与措施 (54)7.3 矿井通风阻力计算 (55)7.3.1确定全矿最大通风阻力和最小通风阻力 (55)7.3.2矿井等积孔计算 (55)7.4 通风设备的选择 (56)7.4.1主扇的选择计算: (56)7.4.2 电动机的选择 (57)7.5 矿井安全生产措施 (58)7.5.1预防瓦斯及煤尘爆炸 (58)7.5.2火灾与水患的预防 (58)7.5.3其他事故的预防 (59)7.5.4避灾路线及自救规定 (59)第8章矿井排水 (60)8.1概述 (60)8.1.1矿井水来源及涌水量 (60)8.1.2对排水设备的要求 (60)8.2 矿井主要排水设备 (61)8.2.1排水方式与排水系统简介 (61)8.2.2主排水设备及管路的选择计算 (61)第9章矿井主要技术经济指标 (64)总结 (66)致谢辞 (67)参考文献 (68)附录1 (69)附录2 (76)绪论通过大学专业知识学习,对矿井生产系统、运输系统、排水系统、通风系统、供电系统有了深入的了解。
煤矿巷道及通风计算公式一、常见断面面积计算:1、半圆拱形面积=巷宽×(巷高+0.39×巷宽)2、三心拱形面积=巷宽×(巷高+0.26×巷宽)3、梯形面积=(上底+下底)×巷高÷24、矩形面积=巷宽×巷高二、风速测定计算:V表=n/t (m/s) (一般为侧身法测风速)式中:V表:计算出的表速;n:见表读数;t:测风时间(s)V真=a+ b×V表式中:V真:真风速(扣除风表误差后的风速);a、b:为校正见表常数。
V平=K V真=(S-0.4)×V真÷S式中:K为校正系数(侧身法测风时K=(S-0.4)/S,迎面测风时取1.14);S为测风地点的井巷断面积三、风量的测定:Q=SV式中Q:井巷中的风量(m3/s);S:测风地点的井巷断面积(m2); V:井巷中的平均风速(m/s)例1:某半圆拱巷道宽2m,巷道壁高1m,风速1m/s,问此巷道风量是多少。
例2:某煤巷掘进断面积3m2,风量36 m3/min,风速超限吗?四、矿井瓦斯涌出量的计算:1、矿井绝对瓦斯涌出量计算(Q瓦)Q瓦=QC (m3/min)式中Q:为工作面的风量;C:为工作面的瓦斯浓度(回风流瓦斯浓度-进风流中瓦斯浓度)例:某矿井瓦斯涌出量3 m3/min,按总回风巷瓦斯浓度不超限计算矿井供风量不得小于多少。
2、相对瓦斯涌出量(q瓦)q瓦=1440Q瓦*NT(m3/t)式中Q瓦:矿井绝对瓦斯涌出量;1440:为每天1440分钟;N:工作的天数(当月);T:当月的产量五、全矿井风量计算:1、按井下同时工作最多人为数计算Q矿=4NK (m3/min)式中4:为《规程》第103条规定每人在井下每分钟供给风量不得少于4立方米;N:井下最多人数;K:系数(1.2~1.5)2、按独立通风的采煤、掘进、硐室及其他地点实际需要风量的总和计算Q矿=(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐…+∑Q其他)×K式中K:校正系数(取1.2~1.8)六、采煤工作面需风量1、按瓦斯涌出量计算Q采=100×q采×K CH4 (m3/min)式中100:为系数;q采:采煤工作面瓦斯涌出量(相对);K CH4:瓦斯涌出不均衡系数(取1.4~2.0)Q采=60×V×S (m3/min)式中60:为系数;V:采面的风速(温度为18~20℃时取0.8~1.0m/s,温度为20~23℃时取1.0~1.5 m/s); S:采面平均断面积。
煤矿瓦斯抽采基本指标AQ一、瓦斯抽采率(AQ)瓦斯抽采率即瓦斯抽采量与矿井产量的比值,一般以m³/t为单位。
其计算公式为AQ=Qg/Qc,其中Qg为瓦斯抽采量,Qc为煤炭产量。
瓦斯抽采率的大小直接反映了矿井瓦斯抽采工作的效果和煤矿安全生产的水平。
瓦斯抽采率的提高可以减少瓦斯积聚,降低瓦斯浓度,预防瓦斯事故的发生。
一般来说,瓦斯抽采率高于0.3m³/t时,能有效控制瓦斯浓度,瓦斯事故的发生频率会明显下降。
二、瓦斯抽采效率瓦斯抽采效率是指瓦斯抽采系统对井下瓦斯的获取能力,通常以百分比表示。
其计算公式为瓦斯抽采效率=Qgr/Qg,其中Qgr为回收的瓦斯量,Qg为瓦斯抽采量。
瓦斯抽采效率的高低直接影响到瓦斯抽采工程的效果。
瓦斯抽采系统的设计、设备的选用和运行管理等都会影响到瓦斯抽采效率。
高效率的瓦斯抽采系统能够提高瓦斯抽采量,减少瓦斯积存,保证矿井的安全生产。
三、瓦斯抽采系统压力瓦斯抽采系统压力是指瓦斯抽采管道系统中的压力,一般以帕斯卡(Pa)为单位。
瓦斯抽采管道系统的压力要根据矿井的实际情况进行设计,保证瓦斯能够顺利地被抽采到井口,并进一步进行利用或安全排放。
瓦斯抽采系统压力的高低会影响到瓦斯的抽采效果。
过高的瓦斯抽采系统压力会导致瓦斯泄漏和安全隐患,过低的压力则会导致瓦斯的抽采效果不佳。
因此,对于瓦斯抽采系统压力的控制和调整非常重要。
四、瓦斯抽采系统能耗瓦斯抽采系统能耗是指瓦斯抽采工作所消耗的能量,常用能耗指标为能耗量/抽采量,其中能耗量以千瓦时(kWh)为单位,抽采量以m³为单位。
较低的瓦斯抽采系统能耗可以节约能源,并提高矿井的经济效益。
瓦斯抽采系统能耗包括抽采泵的能耗、气动控制系统的能耗等。
在设计和使用瓦斯抽采系统时,需要合理选择设备和控制方式,尽量降低瓦斯抽采系统的能耗,提高能源利用效率。
总之,瓦斯抽采是矿井安全生产的重要环节,瓦斯抽采率、瓦斯抽采效率、瓦斯抽采系统压力和瓦斯抽采系统能耗等基本指标的合理控制和调整,对于保障矿井的安全生产和资源利用具有重要意义。
煤矿常用计算公式煤矿常用的计算公式主要涉及以下几个方面:煤矿生产能力、煤矿设计和开采参数、矿井工程和矿山安全等。
以下是一些常用的计算公式:1.煤矿生产能力计算公式:煤矿生产能力(t/y)=煤层产前储量(t)/矿井生产寿命(年)2.煤矿设计和开采参数计算公式:(1)岩石的堆积密度计算公式:岩石堆积密度(t/m^3)=岩石的容重(t/m^3)×(1+含水量)(2)煤炭的资源量计算公式:煤炭资源量(t)=采区面积(m^2)×煤层厚度(m)×煤层的堆积密度(t/m^3)(3)矿井排水量计算公式:矿井排水量(m^3/d)=采区面积(m^2)×煤层厚度(m)×煤层的含水量(%)(4)矿井高度计算公式:矿井高度(m)=矿井深度(m)-井底煤层厚度(m)-井顶底板距离(m)3.矿井工程计算公式:(1)矿井调度周期计算公式:矿井调度周期(年)=采区面积(m^2)/矿井生产面积流量(m^2/d)(2)采场回采期计算公式:采场回采期(天)=采场煤炭储量(t)/日产量(t/d)(3)矿井支护设计计算公式:矿井支护的设计高度(m)=煤层强度(MPa)×矿井高度(m)/支护巷道宽度(m)4.矿山安全计算公式:(1)瓦斯抽放能力计算公式:瓦斯抽放能力(m^3/min)= 瓦斯含量(%)× 瓦斯抽放效率(%)× 矿井生产瓦斯排放量(m^3/min)(2)煤与瓦斯突出危险预警公式:煤与瓦斯突出危险指数=α×Q/(α1+α2)(3)慢性顶板突出危险指数计算公式:慢性顶板突出危险指数=(H×L)/(E×S)以上只是煤矿常用的一些计算公式,根据具体情况还有其他公式或参数可供使用。
在煤矿生产和矿山安全管理中,正确应用这些计算公式对于提高生产效能和保障矿山安全具有重要意义。
煤矿工作面采煤工艺设计运料系统:副斜井→副斜井井底车场→南运输巷→一采区运输巷→110102运料绕道→110102回风顺槽→工作面110102工作面运料设备4.2.2排水系统工作面→110101运输顺槽排水点→一采区运输巷排水点→南轨道巷→中央水仓→地面110102回风顺槽→一采区轨道巷→南轨道巷→中央水仓→地面4.2.3供电系统4.2.4通风系统工作面风量、风速计算:1、按瓦斯涌出量计算:Q=100qk式中:Q—工作面实际需要风量,m3/min。
100—单位瓦斯涌出量配风量,按回风流瓦斯浓度不超过1%,取100计算。
q—工作面瓦斯绝对涌出量4.25m3/mink—工作面瓦斯涌出不均匀的各用风量系数,取k=1.2—1.5,取k=1.5 Q=100×4.25×1.5=637m3/min2、按二氧化碳涌出量计算:Q=100qk/1.5式中:Q—工作面实际需要风量,m3/min。
100—单位瓦斯涌出量配风量,按回风流瓦斯浓度不超过1%,取100计算。
q—工作面二氧化碳绝对涌出量5.12m3/mink—工作面二氧化碳涌出不均匀的各用风量系数,取k=1.2—1.5,取k=1.5 Q=100×5.12×1.5/1.5=5213/min3、按工作面适宜风速计算Q=60VS=60×V×(L大+L小)H/2式中:Q—工作面实际需要风量。
V—工作面平均风速。
H—工作面采高,取2mL大—最大控顶断面面积;取4.05m2L小—最小控顶断面面积;取3.45m2Q=60×1.5(4.05+3.45)×2/2=657m3/min工作面平均风速按人员舒适条件取1.5m/s。
4、按工作面每班工作最多人数计算:Q=4N式中:Q—工作面实际需要风量,m3/minN—工作面同时工作的最多人数Q=4×32=128m3/min经过上述计算,工作面配风量取最大值6573/min。
锚杆支护一、锚杆支护的原理锚杆支护就是以维护和利用围岩的自承能力为基点,及时地进行支护,控制围岩的变形和松弛,使围岩成为支护体系的组成部分。
通过锚入围岩内部的杆体,改变巷道围岩的本身的力学状态,在巷道周围形成一个整体而又稳定的承载环,和围岩共同作用,达到维护巷道的目的。
这一支护形式与传统的棚式支护相比属于主动积极加固巷道围岩的支护形式。
二、锚杆在支护中的作用1、锚杆的悬吊作用悬吊作用是指用锚杆将软弱的直接顶板吊挂在其上的坚固老顶之上。
如图1所示,或者是用锚杆将因巷道开挖而引起松动的岩块连接在松动区外的完整坚固岩石上,使松动岩块不至冒落。
2、锚杆的组合梁理论在层状岩层的巷道顶板中,通过锚入一系列的锚杆,将锚杆长度以内的薄层岩石锚成岩石组合梁,从而提高其承载力。
利用锚杆的拉力将层状岩层组合起来形成组合梁结构进行支护,这就是锚杆组合梁作用。
组合梁作用的本质在于通过锚杆的预拉应力将原视为叠合梁的岩层挤紧,增大岩层间的摩擦力;同时,锚杆本身也提供一定的抗剪能力,阻止其层间错动。
锚杆把数层薄的岩层组合成类似铆钉加固的组合梁,这时被锚固的岩层便可看成组合梁,全部锚固层能保持同步变形,顶板岩层抗弯刚度得以大大提高。
3、锚杆锲固作用锚杆的悬吊作用锚杆的组合作用是指在围岩中存在一组或多组不同产状的不连续面的情况下,由于锚杆穿过这些不连续面,防止或减少了围岩沿不连续面的移动。
如图3。
44、挤压加固拱作用形成以锚杆头和紧固端为顶点的锥形体压缩区。
如将锚杆沿拱形锚杆的楔固作用p бb p 锚杆的楔固作用-б p (бbp巷道周边按一定间距径向排列,在预应力作用下,每根锚杆周围形成的锥形体压缩区彼此重叠联结,在围岩中形成一连续压缩带。
它不仅能保持自身的稳定,而且能承受地压,组织上部围岩的松动和变形。
显然,对锚杆施加预紧力是形成加固拱的前提。
5、锚杆的减跨作用如果把不稳定的顶板岩层看成是支撑在两帮的叠合梁,由于可视悬吊在老顶上的锚杆为支点,安设了锚杆就相当于在该处打了点柱增加了支点而减少了顶板的跨度,从而降低了顶板岩层的弯曲应力和挠度,维持了顶板与岩石的稳定性,使岩石不易变形和破坏。
矿井机电常用选型、验算公式汇总第一篇矿井机电设计部分一、水泵的选型计算1、水泵选型依据《煤矿安全规程》第二百七十八条规定,主要排水设备应符合下列要求:水泵:必须有工作、备用和检修水泵。
工作水泵的能力,应能在20h内排水矿井24h 的正常涌水量,(包括充填水及其他用水)。
备用水泵的能力应不小于工作水泵能力的70%,工作和备用水泵的总能力,应能在20h内排出矿井24h的最大涌水量。
检修水泵的能力应不小于工作水泵能力的25%。
配电设备:应同工作、备用以及检修水泵相适应,并能同时开动工作和备用水泵。
2、水泵的选型计算正常涌水时期,水泵必需的排水能力QB ≥2024q(m3/h)最大涌水时期,水泵必需的排水能力Qmax ≥2024qmax (m3/h)水泵必须的扬程HB=Hc(1+sin 12.0~1.0)式中:q—正常涌水量(m3/h)Qmax—最大涌水量(m3/h)Hc = Hg+(车场与最低吸水水面标高差)+(排水管出口高出上一水平的高度)α-井筒倾角;0.1~0.12-扬程损失系数。
初选水泵根据涌水量QB和排水高度HB,自产品目录查符合要求的水泵3、水泵稳定性校验为保证水泵工作稳定性,应符合0.9H0≥HC ,其中,H0为水泵零流量时的扬程,根据水泵的特性曲线查找。
4、确定水泵台数根据《煤矿安全规程》第二百七十八条规定:水泵必须有工作、备用和检修水泵。
工作水泵的能力,应能在20h 内排水矿井24h 的正常涌水量,(包括充填水及其他用水)。
备用水泵的能力应不小于工作水泵能力的70%,工作和备用水泵的总能力,应能在20h 内排出矿井24h 的最大涌水量。
检修水泵的能力应不小于工作水泵能力的25%。
比较Q 、Qmax 、Qe 可知,正常涌水时期需要水泵的台数:n1=eQ Q (台)最大涌水期需要投入工作水泵台数n1+ n2 =eQ Q m ax(台) Qe —水泵的额定流量 (m3/h)备用水泵:n3= n1×0.7 (台) 检修水泵 n4= n1×0.25 (台) 一共需要的水泵数量为:n= n1+ n2+ n3+ n4 5、管路趟数确定管路选择依据《煤矿安全规程》第二百七十八条规定:水管:必须有工作和备用的水管。
采出煤量涨吨系数计算公式
摘要:
一、引言
二、采出煤量涨吨系数计算公式介绍
1.涨吨系数公式
2.涨吨系数公式参数解释
三、采出煤量涨吨系数计算实例
1.实例一
2.实例二
四、总结
正文:
一、引言
采出煤量涨吨系数计算公式是煤炭行业中一个重要的计算工具,它可以帮助企业更加准确地估算煤炭资源的开采量,从而制定合理的生产计划。
本文将详细介绍采出煤量涨吨系数计算公式及其应用。
二、采出煤量涨吨系数计算公式介绍
1.涨吨系数公式
涨吨系数公式为:涨吨系数= (采出煤量/ 设计煤量)× 100%
2.涨吨系数公式参数解释
- 采出煤量:实际开采的煤炭数量。
- 设计煤量:煤矿设计时预定的煤炭开采量。
三、采出煤量涨吨系数计算实例
1.实例一
某煤矿设计煤量为1000 吨,经过一段时间的开采,实际采出煤量为1200 吨。
那么,该煤矿的涨吨系数为:
涨吨系数= (1200 吨/ 1000 吨)× 100% = 120%
2.实例二
某煤矿设计煤量为5000 吨,经过一段时间的开采,实际采出煤量为4500 吨。
那么,该煤矿的涨吨系数为:
涨吨系数= (4500 吨/ 5000 吨)× 100% = 90%
四、总结
采出煤量涨吨系数计算公式是一个实用的工具,可以帮助企业了解煤炭资源的实际开采情况,从而为生产计划提供依据。
矿井水文地质常用计算公式目录一、突水系数公式: (1)二、底板安全隔水层厚度(斯列沙辽夫公式): (2)三、防水煤柱经验公式: (2)四、老空积水量估算公式: (3)五、明渠稳定均匀流计算公式: (4)六、矿井排水能力计算公式: (4)㈠矿井正常排水能力计算: (4)㈡抢险排水能力计算: (5)㈢排水扬程的计算: (5)㈣排水管径计算: (5)㈤排水时间计算: (6)㈥水仓容量: (6)七、矿井涌水量计算: (6)八、矿井水文点流量测定计算方法: (7)㈠容积法: (7)㈡淹没法: (7)㈢浮标法: (7)㈣堰测法: (7)九、浆液注入量预算公式: (8)十、常用注浆材料计算公式及参数: (9)㈠普通水泥主要性质: (9)㈡水泥浆配制公式: (9)㈢水玻璃浓度 (10)㈣粘土浆主要参数: (10)十一、钻探常用计算公式: (10)十二、单孔出水量估算公式: (11)十三、注浆压力计算公式: (11)十三、冒落带导水裂隙带最大高度经验公式表 (12)十四、煤层底板破坏深度计算公式 (12)十五、巷道洞室围岩塑性破坏圈厚度计算 (14)一、突水系数公式:㈠定义:每米有效隔水层厚度所能承受的最大水压值。
㈡公式:Ts=P/(M-Cp-Dg)式中:Ts—突水系数(MPa/m);P—隔水层承受的水压(MPa);M—底板隔水层厚度(m);Cp—采矿对底板隔水层的扰动破坏深度(m);Dg—隔水层中危险导高(m)。
㈢公式主要用途:1.确定安全疏降水头;2.反映工作面受水威胁程度。
富水区或底板受构造破坏块段Ts大于0.06MPa/m;正常块段大于0.1MPa/m为受水威胁。
㈣参数取值依据:Ts—常用工作面最大突水系数。
一般按工作面最高水压,最薄有效隔水层厚度计算,或者对工作面分块段计算最大突水系数,取最大一个值作为工作面的最大突水系数。
P—最大水压的取值,一般根据工作面内或附近井下或地面钻孔观测水位与工作面最低标高计算而得,水压值计算至含水层顶面。
煤矿常用计算公式(地质、通风类)水文地质类一、突水系数公式:㈠定义:每米有效隔水层厚度所能承受的最大水压值。
㈡公式:Ts=P/(M-Cp-Dg)式中:Ts—突水系数(MPa/m);P—隔水层承受的水压(MPa);M—底板隔水层厚度(m);Cp—采矿对底板隔水层的扰动破坏深度(m);Dg—隔水层中危险导高(m)。
注Cp可采下式参考计算:h=0.0021H+0.0956L+0.4186Mh—煤层底板破坏深度(m);H—煤层埋藏深度(m);L—工作面倾斜长度(m);M—工作面回采高度(m)。
二、底板安全隔水层厚度(斯列沙辽夫公式):㈠公式:t=L(rL-)/4Kp或H=2Kpt2/L2+rt式中t—底板安全隔水层厚度(m);L—采掘工作面底板最大宽度(m);r—隔水层岩石的容重(t/m3);Kp—隔水层岩石的抗张强度(t/m2);H—隔水层底板承受的水头压力(t/m2)。
㈡公式参数取值依据:r—隔水层岩石的容重,取2.5~3.0t/m3。
H—隔水层底板承受的水头压力,此处为计算至含水层顶面的水头高度。
Kp—一般取4.26~10 t/m2。
三、防水煤柱经验公式:㈠公式:L 0.5=式中:L—煤柱留设宽度(m);K—安全系数(一般取2~5);M—煤层厚度或采高(m);P—水头压力(t/m2);Kp—煤的抗张强度(t/m2)。
㈡主要参数取值依据:Kp取值依据:河津矿区在设计太原群系煤柱留设时Kp取1.0 t/m2。
四、老空积水量估算公式:㈠公式:Q积=∑Q采+∑Q巷Q采=KMF/cosa=KMBh/sinaQ巷=WLK式中:Q积—相互连通的各积水区总积水量(m3);∑Q采—有水力联系采空区积水量之和(m3);∑Q巷—与采空区有联系的各种巷道积水量之和(m3);K—充水系数:采空区一般用0.25~0.5,煤巷充水系数一般取0.5~0.8,岩巷取0.8~1.0;M—采空区的平均采高或煤厚(m);F—采空积水区的水平投影面积(m2);a—煤层倾角;W—积水巷道原有断面(m2);L—不同断面巷道长度(m);B—老空走向长度(m);h—老空水头高度(m)。
矿井断层及大巷煤柱留设计算矿井断层作为生产中不可避免的地质构造,对矿井生产影响很大,探明不当或者煤柱留设不合理很容易造成断层导通含水层突水或采后断层受矿压影响滞后突水。
所以合理的留设保护煤柱,显得尤为重要,下面以一个案例详细介绍一下如何计算煤柱的宽度!一、断层煤柱留设原则1、在有突水威胁但又不宜疏放(疏放会造成成本大大提高时)的地区采掘时,必须留设防水煤(岩)柱。
2、防水煤柱一般不能再利用,故要在安全可靠的基础上把煤柱的宽度或高度降低到安全限度,以提高资源利用率。
3、留设防水煤(岩)柱必须与当地的地质构造、水文地质条件、煤层赋存条件、围岩的物理力学性质、煤层的组合结构方式等自然因素密切结合,与采煤方法、开采强度、支护形式等人为因素互相适应。
4、一个井田或一个水文地质单元的防水煤(岩)柱应该在它的总体设计中确定,即开采方式和井巷布局必须与各种煤柱的留设相适应,否则会给以后煤柱的留设造成极大的困难,甚至无法留设。
5、在多煤层地区,各煤层的防水煤(岩)柱必须统一考虑确定,以免某一煤层的开采破坏另一煤层的煤(岩)柱,致使整个防水煤柱失效。
6、在同一地点有两种或两种以上留设煤(岩)柱的条件时,所留设的煤(岩)柱必须满足各个留设煤(岩)柱的条件。
7、对防水留设煤(岩)柱的的维护要特别严格,因为煤(岩)柱的任何一处被破坏,必将造成整个煤(岩)柱无效。
防水煤(岩)柱一经留设即不得破坏,巷道必须穿过煤柱时,必须采取加固巷道、修建防水闸门和其它防水设施,保护煤(岩)柱的完整性。
8、留设防水煤(岩)柱所需要的数据必须在本地区取得。
邻区或外地的数据只能参考,如果需要采用,应适当加大安全系数。
9、防水煤(岩)柱中必须有一定厚度的粘土质隔水岩层或裂隙不发育、含水性极弱的岩层,否则防水岩柱将无隔水作用。
二、断层煤(岩)柱留设依据1、《煤矿防治水细则》第五章“矿井防治水技术”第六节“防隔水煤(岩)柱留设”第九十二条规定“有以下情况之一的,应当留设防隔水煤(岩)柱:......与富水性强的含水层间存在水力联系的断层、裂隙带或者强导水断层接触的煤层;......”同时第五节“水体下采煤”中第八十四条规定“......,在基岩含水层(体)或者含水断裂带下开采时,应对开采前后覆岩的渗透性及含水层之间的水力联系进行分析评价,确定采用留设防隔水煤(岩)柱或者采用疏干(降)等方法保证开采。
锚杆、锚索支护参数设计1、锚杆长度锚杆的长度L 由锚杆外露长度L 1、锚杆有效长度L 2及锚杆锚固段长度L 3三部分组成,锚杆外露长度(L 1)与锚杆锚固段长度(L 3)易于确定,关键是锚杆有效长度(L 2)的确定。
L 2可按下述方法确定:(1)L 1=垫板厚度+螺母厚度+(0.02~0.03)m ,一般取0.15m ;(2)当巷道围岩存在松动破碎带时,L 2应大于围岩松动破碎带h ,h 可由声测法或采用抛物形压力拱理论估算(f ≥3);H =fB 2 式中 B ——巷道开挖宽度,m ;f ——岩石坚固性系数,取3。
H =f B 29.0324.5=⨯=故此确定L 2的长度≥0.9m ;L 2应选择为不小于0.9m ;(3)L 3长度确定: m 635.06.020-3023l d -D d L 222r 222r 3=⨯==式中L 3 ——锚固长度,m ;d r ——锚固剂直径,23mm ;D ——钻孔直径,30mm ;d ——锚杆杆体直径,20mm ;L r ——锚固剂长度,0.6m 。
L 3长度为0.635m ;(4)锚杆长度L 确定:L=L 1+L 2+L 3=0.15+0.9+0.635=1.685m 。
为了确保顶板安全选用锚杆长度为2.2m 。
2、锚杆杆体直径锚杆杆体直径根据杆体承载力和锚固力等强度原则确定,则σtσt 52.35d Q=式中 d ——锚杆杆体直径,mm ;Q ——锚固力,由拉拔实验确定,kN;σt ——杆体材料抗拉强度,MPa.72.133355052.35σt 52.35d ===Q故此选择锚杆直径为d=20mm 。
3.锚杆间、排距锚杆间距(S c )和排距(S 1)根据每根锚杆悬吊的岩石重量确定,通过锚杆按等距排列,及a=S C =S 1,则γL2a K Q=式中a ——锚杆间距,m ;K ——锚杆安全系数,一般取K=1.5~2;Γ——岩体容重,kN/m ³m 07.19.024250γL2a =⨯⨯==K Q 故此锚杆间排距确定为800×1000mm 。
煤矿巷道及通风计算公式一、常见断面面积计算:1、半圆拱形面积=巷宽×(巷高+0.39×巷宽)2、三心拱形面积=巷宽×(巷高+0.26×巷宽)3、梯形面积=(上底+下底)×巷高÷24、矩形面积=巷宽×巷高二、风速测定计算:V表=n/t (m/s) (一般为侧身法测风速)式中:V表:计算出的表速;n:见表读数;t:测风时间(s)V真=a+ b×V表式中:V真:真风速(扣除风表误差后的风速);a、b:为校正见表常数。
V平=K V真=(S-0.4)×V真÷S式中:K为校正系数(侧身法测风时K=(S-0.4)/S,迎面测风时取1.14);S为测风地点的井巷断面积三、风量的测定:Q=SV式中Q:井巷中的风量(m3/s);S:测风地点的井巷断面积(m2); V:井巷中的平均风速(m/s)例1:某半圆拱巷道宽2m,巷道壁高1m,风速1m/s,问此巷道风量是多少。
例2:某煤巷掘进断面积3m2,风量36 m3/min,风速超限吗?四、矿井瓦斯涌出量的计算:1、矿井绝对瓦斯涌出量计算(Q瓦)Q瓦=QC (m3/min)式中Q:为工作面的风量;C:为工作面的瓦斯浓度(回风流瓦斯浓度-进风流中瓦斯浓度)例:某矿井瓦斯涌出量3 m3/min,按总回风巷瓦斯浓度不超限计算矿井供风量不得小于多少。
2、相对瓦斯涌出量(q瓦)q 瓦=1440Q 瓦*N T(m 3/t ) 式中Q 瓦:矿井绝对瓦斯涌出量;1440:为每天1440分钟; N :工作的天数(当月); T :当月的产量五、全矿井风量计算:1、按井下同时工作最多人为数计算Q 矿=4NK (m 3/min )式中4:为《规程》第103条规定每人在井下每分钟供给风量不得少于4立方米;N :井下最多人数;K :系数(1.2~1.5)2、按独立通风的采煤、掘进、硐室及其他地点实际需要风量的总和计算Q 矿=(∑Q 采+∑Q 掘+∑Q 硐…+∑Q 其他)×K式中K :校正系数(取1.2~1.8)六、采煤工作面需风量1、按瓦斯涌出量计算Q 采=100×q 采×K CH4 (m 3/min )式中100:为系数; q 采:采煤工作面瓦斯涌出量(相对); K CH4:瓦斯涌出不均衡系数(取1.4~2.0)2、按采面气温计算:Q 采=60×V ×S (m 3/min )式中60:为系数; V :采面的风速(温度为18~20℃时取0.8~1.0m/s ,温度为20~23℃时取1.0~1.5 m/s ); S:采面平均断面积。
采煤设计⼀般原则2、矿井⼯业资源/储量矿井⼯业资源/储量=(122b)+(333)3k其中,k-可信度系数,根据本井⽥内地质构造、煤层稳定性,k取0.8。
矿井⼯业资源/储量=(122b)+(333)3k=544+100130.8=1344.8万t3、矿井设计资源/储量矿井设计利⽤资源/储量为矿井⼯业资源量减去设计计算的断层煤柱、井⽥境界煤柱、地⾯建(构)筑物等永久煤柱损失量后的资源/储量。
即:矿井设计资源/储量=矿井⼯业资源/储量-永久煤柱损失=1344.8-10.85-57.17-94.66=1182.12(万吨)永久煤柱损失的计算:a.断层煤柱损失:井⽥内⽆断层,故⽆断层煤柱损失。
b.防⽔煤柱损失:采空区防⽔煤柱=采空区长3203采⾼3⽐重c.地⾯永久煤柱:在井⽥范围内村寨,压煤为M20、M25+26、M30、M35、M40、M59、M80、M107煤层,设计留设保护煤柱,其保安煤柱留设原则:⾸先在地形图上均以边界外推划出20m围护带,然后按煤层倾向向下⽅向移动⾓65°、向上⽅向按70°移动⾓投影到煤层上圈定压覆⾯积,然后计算煤柱。
d.井⽥境界煤柱:以所划定的矿区开采边界的铅垂线⾄所采煤层的投影线内推20m计算。
煤柱的计算详见第四章第六节矿井⽔害防治。
防⽔煤柱10.85万吨,村寨煤柱57.17万吨,井⽥境界煤柱94.66万吨,井筒、⼯业场地煤柱35.68万吨,⼆、矿井⽣产能⼒1、确定矿井设计⽣产能⼒的主要原则(1)符合矿区总体规划以及当地国民经济发展规划。
(2)⽴⾜于已探明、控制的资源/储量及范围,并考虑长远的发展。
(3)客观地对井⽥地质构造、煤层赋存条件、可利⽤资源/储量及其分布、煤层开采技术条件(特别是⽡斯)等进⾏分析研究。
考虑⽡斯限产、煤层合理开采顺序,按照合理集中⽣产的原则,对⼯作⾯和采区⽣产能⼒和接替关系进⾏认真的分析。
(4)充分考虑矿井外部运输条件、电⼚对燃煤的需求和部分优质块煤外销的可能性。
煤矿供电计算公式井下供电系统设计常用公式及系数取值目录:一、短路电流计算公式1、两相短路电流值计算公式2、三相短路电流值计算公式3、移动变电站二次出口端短路电流计算(1)计算公式(2)计算时要列出的数据4、电缆远点短路计算(1)低压电缆的短路计算公式(2)计算时要有计算出的数据二、各类设备电流及整定计算1、动力变压器低压侧发生两相短路,高压保护装值电流整定值2、对于电子高压综合保护器,按电流互感器二次额定电流(5A)的1-9倍分级整定的计算公式3、照明、信号、煤电钻综合保护装置中电流计算(1)照明综保计算公式(2)煤电钻综保计算公式4、电动机的电流计算(1)电动机额定电流计算公式(2)电动机启动电流计算公式(3)电动机启动短路电流三、保护装置计算公式及效验公式1、电磁式过流继电器整定效验(1)、保护干线电缆的装置的计算公式(2)、保护电缆支线的装置的计算公式(3)、两相短路电流值效验公式2、电子保护器的电流整定(1)、电磁启动器中电子保护器的过流整定值(2)、两相短路值效验公式3、熔断器熔体额定电流选择(1)、对保护电缆干线的装置公式(2)、选用熔体效验公式(3)、对保护电缆支线的计算公式四、其它常用计算公式1、对称三相交流电路中功率计算(1)有功功率计算公式(2)无功功率计算公式(3)视在功率计算公式(4)功率因数计算公式2、导体电阻的计算公式及取值3、变压器电阻电抗计算公式4、根据三相短路容量计算的系统电抗值五、设备、电缆选择及效验公式1、高压电缆的选择(1) 按持续应许电流选择截面公式(2) 按经济电流密度选择截面公式(3) 按电缆短路时的热稳定(热效应)选择截面①热稳定系数法②电缆的允许短路电流法(一般采用常采用此法)A、选取基准容量B、计算电抗标什么值C、计算电抗标什么值D、计算短路电流E、按热效应效验电缆截面(4) 按电压损失选择截面①计算法②查表法(5)高压电缆的选择2、低压电缆的选择(1)按持续应许电流选择电缆截面①计算公式②向2台或3台以上的设备供电的电缆,应用需用系数法计算③干线电缆中所通过的电流计算(2)按电压损失效验电缆截面①干线电缆的电压损失②支线电缆的电压损失③变压器的电压损失(3) 按起动条件校验截面电缆(4) 电缆长度的确定3、电器设备选择(1)变压器容量的选择(2)高压配电设备参数选择①、按工作电压选择②、按工作电流选择③、按短路条件校验④、按动稳定校验(3)低压电气设备选择一、短路电流计算公式1、两相短路电流值计算公式()()()2222∑∑+=X R UeI d∑∑+++=++=221221X X K XXx X R R K R R b b b b式中:()2dI ————两相短路电流,A ;∑R ∑X _______短路回路内一相电阻、电抗值的和,Ω;Xx ————————根据三相短路容量计算的系统电抗值,Ω;(可查表或计算)())(22原则电力系统给数据路器的断流容量电力系统变电所出口短电压短路计算点处平均额定MVA V S U Xx kP==()AV I U S kp k 流取值可按控制柜额定分段电电压短路计算点处平均额定⨯⨯=⨯⨯=732.133()短路电路的总电抗Ω电压短路计算点的平均额定⨯==∑732.133VX U I p k()WL T X X Xs X ++=∑(按控制柜分段电流取值就可以)R1、X1__________高压电缆的电抗、电阻值的总和,Ω;(可查表或计算)K b ———————————变压器的的变压比,一次侧电压除以二次侧电压(电压按400、690、1200、3500计算)比;R b 、X b ———矿用变压器的电阻、电抗值,Ω;(可查表或计算)R 2、X 2———————矿用电缆的电阻、电抗值,Ω;(可查表或计算)U e ——————变压器的二次侧电压,V (按电压400、690、1200、3500计算);2、三相短路电流值计算公式I d(3)=1.15×I d(2)I d(3)三相短路电流,A3、移动变电站二次出口端短路电流计算 (1)、计算公式()()222∑∑+=X R UeI d∑∑++=++=+=+=变压器电抗变压比高压电缆电抗系统电抗高压电缆的电阻变压比变压器的电阻221221//b bb b X KX Xx X R K R R(2)计算时要列出一下数据:①、变压器的一次电压( V ),二次电压值U e ( V ),高压电缆的型号( mm 2),供电距离L ( km ),变压器的容量( )KVA ,系统短路容量( )MVA ;②、根据电缆型号,计算或查表得高压电缆的电阻R 1、电抗值X 1,Ω/km ;根据变压器型号计算或查表变压器的电阻、电抗值,Ω;③、根据提供数据出变压器的变比;系统电抗 X x (=变压器二次电压2/系统容量);高压电缆的电阻R g 、电抗X g (=电缆长度km × 查表的电阻、电抗); ④、把计算出的结果带入算式中得短路值。
采掘供电设计规范一、设计依据1、煤矿安全规程2、煤矿供电设计手册3、煤矿井下低压电网短路保护装置的整定细则4、煤矿井下低压检漏保护装置的安装、运营、维护与检修细则5、煤矿井下保护接地装置的安装、检查、测定工作细则6、供电设计软件二、设计规定1、采掘工作面重要排水地点(涌水量30m3及以上)及有地质钻场的排水设备、局部通风机必须实现双回路供电。
2、掘进工作面瓦斯异常区域的局部通风机应采用三专(专用变压器、专用开关、专用线路)供电,高瓦斯及突出矿井推广采用双三专供电。
使用局部通风机供风的地点必须实行风电闭锁,保证停风后切断停风区内所有非本质安全型电气设备的电源。
使用2台局部通风机供风的,2台局部通风机都必须同时实现风电闭锁,保证当正常运转的局部通风机停止运转或停风后能切断停风区域内所有本质安全型电气设备的电源。
3、采掘供电不能混用,应分开供电。
4、煤巷掘进工作面风机配电点原则上设立在车场风门外侧。
三、供电计算范例1、负荷记录与变压器选择1.1负荷记录计算变压器负荷登记表公式参数说明:K x——需用系数;cosφpj——平均功率因数;cosφe——额定功率因数;P max——最大一台电动机功率,kW;S b——变压器需用容量,kV•A;∑P e——变压器所带设备额定功率之和,kW;P d——变压器短路损耗,W;S e——变压器额定容量,k V•A;U e2——变压器二次侧额定电压,V;U z——变压器阻抗压降;1.2 变压器的选择根据供电系统的拟订原则,变压器的选择原理如下:1.2.1 变压器 T1:K x = 0.4 + 0.6×P max∑P ecos φpj = ∑(P i ×cosφei )∑P i将K x 值和cos φpj 值代入得 S b =K x ×∑P ecos φpj选用KBSGZY-××/6/0.693 型号符合规定。
1.2.2 变压器 T2: K x = 0.4 + 0.6×P max∑P eA = ∑(P i ×cosφei )B = ∑P i cos φpj = AB将K x 值和cos φpj 值代入得S b = K x ×∑P ecos φpj选用KBSGZY-××/6/0.693 型号符合规定。
煤矿设计基本公式及参数(机电类)一、采煤机选型计算基本公式1、采煤机平均牵引速度工作面每进一刀按下式计算:Q刀=B×H×C×r式中:Q刀——工作面一刀产量(t/刀);B——采煤机截深(m),根据《煤炭工业矿井采掘设备配备标准》(GB/T51169—2016); H——平均割煤厚度(m);L——工作面长度;C——工作面煤的回收率(%),取0.95;γ——煤的实体密度(t/m3)。
Q刀=工作面日进刀数由下式计算:n=Q年×B330×Q刀×K式中:n——采煤机日进刀数(刀);Q年——工作面年设计产量(t/刀);B——机采煤厚占总煤厚的百分比(%);330——年工作天数;K——不均衡系数,0.9~0.95;Q刀——工作面一刀产量(t/刀)。
n=采煤机平均牵引速度按下式计算:V c=n·(L−L1)[(T·K−n·t1)×60]式中:V c——正常条件下割煤时采煤机平均牵引速度(m/min); n——采煤机日进刀数(刀);L——工作面长度;L1——进刀长度(m),取30m;T——工作面生产班时间;t1——每循环进刀时间(h);K——采煤机开机率。
V c2、采煤机平均生产能力计算Q m=60×H×B×V c×γ×C 式中:Q m——正常条件下采煤机平均生产能力(t/h);H——工作面煤层平均采高(m);B——采煤机滚筒截深(m);V c——正常条件下割煤时采煤机平均牵引速度(m/min);γ——煤的实体密度(t/m3);C——工作面回采率。
Q m=3、采煤机设计最大生产能力计算Q max=K c×Q m式中:Q max——采煤机设计最大生产能力(t/h);Q m——采煤机平均生产能力(t/h);K c——采煤机割煤不均衡系数(1.2~1.5)。
Q max=4、采煤机装机功率计算P=60×K c×B×H×V max×γ×H w式中:P——采煤机装机功率(kw);K b——备用系数,取1.3~1.5;B——采煤机滚筒截深(m);H——工作面煤层平均采高(m);γ——煤层容重;H w——采煤机单位能耗,取(0.6~0.8)(kw·h)/t;V max——采煤机最大割煤速度(m/min);K c——采煤机割煤不均衡系数(1.2~1.5);V——采煤机平均割煤速度(m/min)。
P=二、高档普采工作面液压支柱设备选型1、支柱的型号选择计算(1)确定顶板下沉重S=η×M×L式中: S——工作面顶板最大下沉量平均值(m);η——下沉系数;M——工作面平均采高;L——工作面最大、最小控顶距的平均值;S=(2)确定规格根据《煤炭工业矿井采掘设备配备标准》(GB/T51169-2016)的规定,单位液压支柱规格按下式选择:H max≥M max−H−aH min≤M min−H−b−s式中:H m a x——支架最大支护高度,m;H m i n——支架最小支护高度,m;M——煤层最大厚度,m;m axM——煤层最小厚度,取m;mina——考虑伪顶,煤皮冒落后,支架仍有可靠初撑力所需要的支撑高度的补偿量;中厚煤层取200mm;S——顶板最大下沉量,取160mm;b——支架卸载前移时,立柱伸缩余量,煤层厚度大于 1.2m时取80~100m m,本次设计取100mm;c——支架顶梁上存留的浮煤和碎矸石厚度,取100mm。
2、支架支护强度的确定根据经验公式估算:q=K·H·R式中:q——支架支护强度,t/m2,K——作用于支架上的顶板岩石厚度系数,我国取6~8,设计取8,H——最大采高,2.9m,R——岩石容重,一般取 2.3t/m3。
则:q=8×2.9×2.3=53.36 t/m2三、矿井风量计算按《煤矿安全规程》(2004)规定,矿井达到设计生产能力时需要的风量,按下列要求分别计算,并取最大值。
1、按井下同时工作的最多人数计算Q矿井 = 4NK矿通式中N ——井下同时工作的最多人数,人;K矿通——矿井通风系统,包括矿井内部漏风系数和配风不均匀系数,取K矿通 = 1.25;Q矿井——按井下同时工作的最多人数计算的通风量。
2、按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和计算Q矿井 = (∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其它)×K矿通式中:∑Q采——采煤工作面实际需要风量总和, m3/s∑Q掘——掘进工作面实际需要风量总和, m3/s∑Q硐——硐室实际需要风量的总和, m3/s∑Q其它——矿井除了采煤、掘进硐室等地点外的其它巷道需要进风量的总和, m3/s。
(1) 采煤工作面实际需要风量,按矿井各个采煤工作面实际需要风量的总和计算:① 按工作面温度与适宜风速计算L i i i K S V Q 采采=式中Q 采i ——第i 个采煤工作面实际需要的风量,m 3/s ; V 采i ———第i 个工作面适宜的风速,m/s ,取1.09m/sL K ——采面长度系数,取1.3;S 采i ——采煤工作面断面积,按8m 2② 按瓦斯涌出量计算 Q 采i = 100g 瓦i K 采涌i 式中g 瓦i ——采面瓦斯绝对涌出量, m 3/min ,最大涌出量一般规律是垂深(自基岩向下)400m ~480m 以上为N 2和CO 2带(相当于1级瓦斯矿井),所采瓦斯样皆在此带CH 4为零。
按采面日产量最大3000t 计算,g 瓦i = 0 m 3/minK 采涌i ——采面瓦斯涌出不均衡系数,取1.5; Q 采i = 100×1.5×0 = 0m 3/min ③ 按人数计算实际需要风量 Q 采i = 4Ni m 3/min 式中Ni ——第i 个采煤工作面同时最多工作人数,人 四、矿井通风负压(1)矿井通风负压采用下列公式进行计算: h = α.P. L . Q 2/S 3式中:α—— 矿井井巷通风阻力系数;P —— 巷道净周长, m ; L ——井巷长度, m ; S ——井巷净断面, m 2; Q ——通过井巷的风量, m 3/s 。
(2)矿井通风等积孔计算 矿井通风等积孔采用下式计算:A =式中:A ——矿井等积孔, m 2;h ——矿井通风负压, Pa ; Q ——矿井风量, m 3/s. 五、回采工作面机械运输设计 1、回采工作面生产能力Q c (t/h ) Q c =60·h ·b ·γ·V式中:h ——回采平均高度,m ; b ——滚筒截深,m ;γ——原煤容重,1.353m /t ;V ——采煤机牵引速度,m /mi n 。
2、刮板输送机的铺设长度L (m )设计工作面长度为110m ,刮板铺设长度为110m 。
3、刮板输送机的铺设倾角(β)煤层倾角为6°,刮板输送机的铺设倾角最大按6°考虑。
4、物料的散碎密度(γ) 物料散碎密度为0.9t/m 3。
刮板输送机的运输能力为 Q =3.6F γψ(V -V c/60)式中:F ——运行物料的断面积,经过S GZ 764-320型刮板的运行物料断面积为0.28m 2γ——物料的散碎密度,0.9t /m 3V ——刮板链速,1.1m/sV c ——采煤机牵引速度,4m /m inψ——装满系数,查表可知,当β为6°时,取0.8 则: Q ——刮板输送机的运输能力t /h 。
所选刮板输送机适合。
(1)重段直线段的总阻力W z h =(q ·ω+q 1·ω1)L ·g ·c o s β-(q +q 1)L ·g ·s in β=118092N式中:q——中部槽单位长度货载质量,k g/mq=Q c/3.6V=749/3.6×1.1=189kg/m,q1——刮板链单位长度质量,18.8k g/mω——物料在溜槽中运行阻力系数,取0.7ω1——刮板链在溜槽内移行的阻力系数,取0.3L——刮板输送机的铺设长度,110mβ——刮板输送机的铺设倾角,6°。
(2)空段直线段的总阻力W k=q1·L·g(ω1c o sβ±s inβ)上述式中,“+”、“-”的选取,该段向上运行时去“+”,向下运行时取“-”经计算,W k=N(3)弯曲段运行阻力工作面刮板输送机在推溜时,机身产生蛇形弯曲,由此产生的附加阻力为①重段弯曲段的附加阻力W z h w=0.1W z h=N式中:W z h w——重段弯曲段附加阻力,N②空段弯曲段附加阻力W k w=0.1W k,N。
③刮板链绕经从动链轮处的阻力W c=(0.05~0.07)Sy'=640N式中:S y'——刮板链在从动链轮处的阻力,N④刮板链绕经主动链轮时的阻力W z=(0.03~0.05)(S y+S l)=656N式中:S y'——刮板链在主动链轮相遇点的张力,10665NS1——刮板链在主动链轮分离点的张力,11198N。
总的牵引力W0可按下式计算W 0=1.21(W z h +W k )(1)判断最小张力点的位置设计选取双机头驱动,按两端布置传动装置分析,W k -1/2W 0<0,则1点为最小张力点。
(2)用逐点计算法求各点张力 通常从最小张力点开始计算。
计算简图如下: S 1=Sm in S 2=S 1+W z h S 3= S 2-W 0 S 4= S 1+ W k设计为机采工作面,刮板输送机的总牵引力为 W 0=1.21(W z h +W k )N m ax =kW v W 4.2108.010001.115297110000=⨯⨯=ηN m in =kW vg L q 1.208.04138.91.16cos 3.01108.18413cos 00=⨯⨯⨯⨯⨯⨯=ηβωN d =0.6kW N N N N x ma 7.1322min min max 2=+⋅+考虑20%的备用功率,取电机功率备用系数为k '=1.2,则: N =1.2N d =159.24kW由计算知,所选刮板输送机的电机功率满足要求。
刮板链的预紧力和紧链力,以保证链条与链轮的正常啮合平稳运行为宜,一般按2000~3000N 考虑。
刮板输送机刮板链的安全系数为n =m ax2.12S S d λ⋅=7.8式中:n ——刮板链安全系数,S d ——一条链的破断力,N ; S ma x ——刮板链的最大净张力,N ; λ——双链负荷不均匀系数,取0.96。