石湖矿50采区设计说明设计

aa毕业论文(设计)矿矿山开采技术年4月20日名2013班班级山西大同大学继续教育学院毕业论文开题报告课题背景(参考资料、撰写意义)课题计划(撰写步骤、过程、时序安排)年月日aa山西大同大学继续教育学院毕业论文(设计)指导意见书2013年7月2013年7月7日交修改稿时间：2011、7、10aa山西大同大学继续教育学院毕业论文(设计)评审意见书论文(设计)题目：a答答辩内容评价山西大同大学继续教育学院毕业论文答辩卡答辩人答辩时间系、班目a山西大同大学继续教育学院函授学员毕业论文成绩评定表目指导教师意见及建议成绩：(以百分计占40%)答辩小组评定建议成绩：(以百分计占60%)年月日aa日aa年月日言毕业设计是培养学生达到专业培养目标的最后一个重要的实践教井生产中实际问题的能力；培养自己严谨的工作作风和认真的科学态aa石湖矿510采区设计说明书矿井概况特征井田东北边界，海拨1740.5m；最低点位于井田中西部河谷中，海拨1441.9m，相对。区。神头泉在本井田东北的朔州平原排泄，出露标高为1058.2－1063.4m。据1956年以来观测，多年平均流量为7.648m3/s。本区岩溶地下水的水位标高，由西南部的1100m左右向东北部的1058m流动变化。本区奥灰岩溶普遍发育，富水性由弱至极aaaa最小年降水量342.7mm，平均年降水量468.1mm，年平均蒸发量1902.3mm。霜井田总体构造形态为走向NW转NNE，倾向SW转NWW的单斜构造。地层倾F1F正断层(贾家堡断层)：位于井田西部，断层面向南东倾斜，倾角57°—60°，1落差30—40m，在区内呈反“S”型延展，延长度约为2100m。石湖矿副井在开拓至98m时遇该断层破碎带，该处断层落差35m。由于本区为基岩大面积裸露区，断层在2斜，倾角60°，落差30m，断层沿矿界延伸约2000m，断层在地面显露较为明显。aa上厚度98.75m，煤层总厚24.49m，含煤系数24.8%。现自上而下将可采煤层叙述如下。2、可采煤层位于太原组顶部，伏于K砂岩之下。该煤层为全井田稳定可采的中厚—厚煤层，2厚度为1.90—5.40m，平均为4.15m，含0—2层泥岩夹石，结构简单。在本区中东岩石坚硬容易支护。底板为泥岩，局部相变为细砂岩，平均厚度7.34m，节理、裂隙厚度变化不大，一般为1.53—2.39m，平均为2.23m，含0—2层泥岩夹矸，结构简aa单。煤层直接顶板为砂质泥岩、细砂岩，厚度5.80－9.00m，属半坚硬－坚硬岩石，节理裂隙不发育。底板为泥岩、中细砂岩，厚度6.20－8.70m。aa位于太原组下部，上距3号煤层46.50m左右，为全井田稳定可采的巨厚煤层，煤层厚度12.90－19.65m，平均16.89m，煤层结构复杂，含3－7层夹矸。煤层直接顶板为中细砂岩，局部相变为泥岩，平均厚度10.50m，岩石坚硬较易支护，底板为泥岩，炭质泥岩，平均厚度1.50m，节理，裂隙不发育。该矿现正开采此煤层，已分布采空区面积228.61K(m2)。煤层特征表平均m2.30－10.007.3442.00－52.0046.50平均m2.23(0－2)(0－2)(3－7)235年度矿瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复》，山西省阳方口矿业(集团)有限责任公司石湖联营煤矿2008年度矿井瓦斯等级鉴定结果为：瓦斯相对涌出量为1.49m3/t,绝对涌出量为aa0.9m3/min，二氧化碳相对涌出量为5.19m3/t，绝对涌出量为3.31m3/min，5、煤尘爆炸倾向性表火焰长度mm加岩粉量%有无爆炸性12060有>40070有6、自燃发火验成果表煤煤层吸氧量(cm3/g)20.674850.6770ⅡⅡaa根据山西省国土资源厅2008年2月颁发的石湖联营煤矿《采矿许可证》(证号为1400000830039)，石湖煤矿井田由下列拐点坐标连线闭合构成。表纬距(x)4321150432283043231004323980432429643232604323150432315043224504321775经距(y)19618000196189401961857019619210196189001961750019617410196169001961692019616900编号12345678910石湖井田和后庄旺煤矿毗邻。石湖矿井田南北长1.5~3.2km，东西宽1.45~2.10km，井田面积3.8047km2。(一)矿井地质资源量aa。经本次估算共获得井田内2、5号煤层保有资源储量(111b+333)9738万t，其中探明的经济基础储量(111b)6622.6万t，推断的内蕴经济资源量(333)3115.1资源储量(万资源储量(万t)煤层111b122b33321346.8497.3111b＋111b＋122b＋122b3331346.81844.155276.1合6622.9计2617.85276.17893.93115.16622.99738111b+122采空(万t)b111b＋历史近期122b＋333采空采空76.7178.4285.866.8420.7208.668.0599.1494.4明储量2308.38523.210831.5111b111b＋122b＋33373.067.769.6QM1/3JM1/3JMaQMQMaa(二)矿井工业资源/储量最高灰分40%，最高硫分3%。全井田煤层倾角大多小于15°，大多为6~8°。采用M—平均厚度，单位m，为块段内及邻近块段的见煤点纯煤厚度的算术平H≥1.14m2+4.14+△m=1.41×13.12+4.14+1=200.7m△m——安全系数，一般取△m≤1m；bb333kaa＝6522.6＋0＋3115.1×0.9aa矿井工业资源/储量表表2-1-21346.85276.16622.9111b00.31246.55276.16522.6333497.32617.83115.1333K447.623562803.61694.17622.19326.2量122b0001844.17893.9973825(三)矿井设计资源/储量及设计可采储量柱损失采区回采率：中厚煤层取80%，厚煤层取75%。aa2、安全煤柱留设aa(1)井田边界和采区间的煤柱的留设(2)地面建筑物保安煤柱的留设根据《煤炭工业矿井设计规范》(GB50215—94)和《建筑物、水体、铁路及主地面建筑物保安煤柱留设标准围围护带宽度(m)1015151520名称公路河流ⅢⅡⅡⅡⅠ(3)矿井主要大巷煤柱的留设根据本矿井的煤层赋存和顶底板围岩情况、矿井主要大巷开拓布置方式和大巷维护服务年限，确定各煤柱的留设情况如下：大巷间煤柱25m，大巷两侧各留设20maa(4)断层煤柱的留设断层煤柱的留设主要是为了预防顶板、沼气、水等自然灾害。根据地质报告中提供的断层情况，落差8~15m的断层留设5m的煤柱，落差大于15m的断层留设煤3、可采储量计算结果。1194.61.816268.134.19109871.437925%25%81.9257.80205.2893.601151.342.34量75%895.64272.25167.817622.19326.20255.20360.3小计00.0135418542#5#合计7472.196.27小计546aa矿aa新开主斜井，井底落于2#煤库下方，将现2#煤库延深，与新开的主斜井连通，斜担负5#层辅助提升及大件设备提升；利用原回风斜井扩大断面后仍用作回风井。原2#将现有的2#斜井扩大断面，延深至5#煤层底板下，用作矿井的主提升斜井，新开(1)、方案一的优、缺点aa(2)、方案二的优、缺点小。方案技术经济比较表路北500m。场地内布置主斜井、面，延深至5#煤层底板下，用作主利用原回风井扩大断面后仍用作利用原回风井扩大断面后仍用作回系统集中、简单。2、减小煤库和运输大巷工程量。3、2#井地面场地窄小，布置地面生7236点井巷工程量(m)816021806871217aaaa2、大巷布置及水平划分个辅助水平，主水平布置在5#煤层中，水平标高1380m，辅助水平布置在2#煤层中，水平标高1455m，足进出综采设备的要求，需对轨道运输大巷进行改造扩大，运输大巷断面刷大后净宽3.0m，净高2.9m，净断面积7.73m2，三心拱断面，锚喷支护，喷砼厚度100mm；原有架线电机车运输改为绞车牵引矿车运输，大巷铺设30kg/m的木枕石碴道床。通3、盘区划分及开采顺序(1)、采区划分及首采面确定五、煤炭运输方式及设备选择aa下：(一)胶带输送机运输具有运输能力大、潜力大、运输连续、效率高、操作简单、(二)胶带输送机具有系统简单、环节少、用人少、维修工作量小。(四)井下大巷目前全部沿煤层布置，具有一定的坡度和波状起伏，要求煤炭运输，(五)从矿井规模而言，及采煤方法的选择，大巷煤炭运输采特征为井田边界，北以大运公路保护煤柱为界。走向长度1.4km，倾斜长度0.6km，面积响aaaa本采区所采5#煤层位于石炭系上石炭统太原组，煤层编号5号，伪顶为0.03m厚的碳质泥岩，硬度小，随采随落，煤层结构复杂，有四层夹石，平均总厚度0.8m,煤层平均总厚度12.1m，赋存相对稳定。5#煤主要由暗淡型煤组成，油脂光泽，硬度中等，大部分为粒状结构，少部分为煤层直接底板为灰黑色碳质泥岩，含碳量大，裂隙发育，硬度较大，厚度0.5m。aa况0.01m3/min0.005m3/min瓦斯相对涌出量0.8m3/t，绝对涌出量0.61m3/min，属低瓦斯矿井。煤尘爆炸下限浓度0-10g/m3，爆炸指数为39.87Mpam/s,具有爆炸易自燃，发火期3-6个月，最短58天，吸氧量0.7059cm3/g，自燃煤层类矸直接顶直接底采区工业储量=∑块段面积×煤层有益厚度×煤层容重aa=1863.4(万t)采区可采储量=1863.4×75%=1397.55(万t)取工作面长度为120m，年推进度500m，计算出采煤工作面生产能力A0A=LlmγK0=86.39(万t/a)A=nABK03、采区服务年限aa方法及采区巷道布置择平均厚度分别为4.15m、16.89m，煤层倾角一般在5~15°，煤质中硬，煤层顶底板2、可选的主要采煤方法(1)分层铺网采煤工艺是我国开采厚及特厚煤层的主要采煤方法之一，在大中型矿(2)普通综合机械化采煤方法是上世纪70年代初在我国发展起来的一种新型采煤少数综采队年产量突破100万t，采高一般在1.5~3.5m之间。aaaa3、采煤方法的确定5#煤层煤厚12.90－19.65m，平均16.89m，如采用分层综采采煤，需要分为5m助运aa2、采区巷道布置和510回风下山，下山巷道间距20m。510皮带运输下山净宽3.5m，净高2.8m，m的煤炭运输和进风任务；510轨道下山净宽3.5m，净高2.8m，净断面积9.8m2，矩净高2.8m，净断面积9.8m2，矩形断面，锚杆支护，沿顶板布置，担负回风任务，兼aa，强度限制的事故率明显增加，且目前国产的工作面运输机成型设备的极限长度在300m~350m。根据移交采区的地质情况，将首采工作面长度确定10m，工作面的日循环数可用下列式计算：Qn=r1式中：Qr——工作面日产量，按年产0.9Mt，年生产330d计算，Q=2727t。rK——工作面正规循环率，取K=0.981l——工作面长度，首采工作面长度为120mH——煤层厚度，8.4mB——循环进尺，采煤机截深0.6m，2采1放，则B=1.2mC——工作面回采率，采煤机割煤部分取95%，顶煤回收率取75%，加权计算首采工作面为83%;n==2208.41.21.470.83aa2、工作面割煤高度与放煤高度综合考虑，将工作面采煤机割煤高度定为2.8m。5#煤层首采工作面煤层厚度为8.4m，则放顶煤高度为5.6m，采放比为1:2。3、采煤机截深与放煤步距架乳化液泵ZFS4600/19/32ZFG5000ZT6900MG-150/375-WDSGB-764/264(前)SGZ-764/264(后)SZB-764/132PCM-110SSJ1000/160WRB-200/31.5A量76421111111(kw)375132110160160(t/h)6006007001000aa回回柱车JH-172调度绞车JD-25412345678五、采区准备要技术经济指标项目单位指标工作面长度m120推进长度m500煤层厚度m8.4煤层倾角度8割煤高度m2.4截深m0.6循环进尺m1.2年推进度m792备注回采率85%aa2、巷道掘进进度指标建设工期定额》及《煤炭工业矿井设计规范》(1)煤巷日进8m，月进240m；(2)半煤岩巷：日进5m，月进150m；(3)岩巷：日进4m，月进120m(包括峒室)；(1)煤巷日进17m，月进500m；(2)半煤岩巷：日进12m，月进350m；工作面接替关系，采掘比为1：2。第四章一、采区运输采区运输、防排水与供电aa又使用便捷可靠的原则，辅助运输采用aa2、辅助运输设备选型(一)5＃层510轨道下山绞车(1)510轨道下山斜长：L=570m(3)一次运输设备最大重量为16t (4)上车场运行距离：L=25m1 (5)上车场运行距离：L=20m2(6)Q最大=16t(7)Q=1.5t(8)Q=0.5t钩头车 (1)提升斜长：L=L+L=570+25+20=625mth1(2)绳端荷重：Qd=(16000+1500+500)×(sina+f1cosa)=2060(㎏)a(3)选择钢丝绳钢丝绳单重：P¹=Qd bLt(sina+fcosa)m2==0.93㎏/m选用钢丝绳：18NTA6×7+FC1570ZZ(GB/8918-2006)全部钢丝破断力总和Qs=16800×1.134=19051(㎏)P=1.14㎏/mK安全系数m=d=18㎜Q+LcP(Sina+fCosa)dK2===7.4＞6.5(4)提升机的选择滚筒直径：Dg=80d=80×18=1440㎜选用JTYB-1.6×1.2XP单滚筒液压防爆绞车Dg=1600㎜，B=1200㎜，F=F=4500㎏，jeceaaaj1tk2=2060+1425×1.14×(sin6°+0.2cos6°)=2276㎏＜4500㎏(5)电动机预选根据上述计算，选用JTYB-1.6×1.5XP单滚筒液压防爆绞车，Dg=1600㎜，B=1500㎜，F=F=4500㎏，配套电动机功率132kW，电压660V；钢丝绳18NTAjece6×7+FC1570ZZ(GB/8918-2006)(二)5＃层轨道巷绞车(1)轨道巷长：L=400m(2)轨道巷倾角：α=3°(3)一次运输设备最大重量为16t(4)井底车场运行距离：Lh=30m (5)上车场运行距离：L=25m1(6)Q最大=16taa(7)Q=1.5t平板车(8)Q=0.5t钩头车2、设计计算(1)提升斜长：L=L+L+L=400+30+25=455mth1(2)绳端荷重:Q=(16000+1500+500)×(sina+fcosa)d1=(16000+1500+500)×(sin3+0.01cos3)=1122(㎏)(3)选择钢丝绳钢丝绳单重：P¹=Qd bLt(sina+fcosa)m2选用钢丝绳：12NTA6×7+FC1570ZZ(GB/8918-2006)全部钢丝破断力总和Qs=10200×1.134=11567(㎏)；P=0.58㎏/m；d=14㎜。K安全系数m=QsQ+LcP(Sina+fCosa)dK2===9.7＞6.5(4)提升机的选择选用JD-25调度绞车。F=F=1800㎏，jecej1tk2aa=1122+455×0.58×(sin3°+0.2cos3°)=1303㎏＜1800㎏(5)电动机预选NsKFVjmax1.113031.5=25(kW)根据上述计算，选用JD-25调度绞车，F=F=1800㎏，配套电动机功率25kW，jece电压660V；钢丝绳12NTA6×7+FC1570ZZ(GB/8918-2006)。(一)设计依据510轨道下山水由10轨道下山最低处排最高处标高：1365m510轨道下山最低处底板标高：1300m正常涌水量：Q=240×80%=192m3/d(采区正常涌水量按矿井总涌水量的80%ra最大涌水量：Q=420×80%=336m3/d(采区最大涌水量按矿井总涌水量的max80%计算)黄泥灌浆涌水量：Q=200m3/dmax510轨道下山管路的长度650m排水高度：H=1365-1300=65mh(二)排水设备的选择×7型矿用耐磨水泵，配套电机YB200L-2，电机功率30kW，电压660V，扬程210m，1流量25m3/h；方案二选用MD46-30×7型矿用耐磨水泵，配套电机YB225M-2，电机功45kW，电压660V。扬程210m，流量46m3/h。常检修和维护带来了方便。故设计推荐采用方案一，即选用MD25-30×7型矿用耐磨(三)选型计算量加黄泥灌浆涌水量确定排水能力Q=192+200=392m3/d=16.3m3/h正常Q=16.3×24/20=20m3/h1aKKg1)+a(cm)R1.3PKgaH=K(H＋5.5)=1.35×(65＋5.5)=95m1h初选水泵MD25-30，排水量Q=25m3/h。2、正常涌水期间所需水泵台数n=Q/Q=20/25=0.8台r13、排水管直径取v=2/sDg=4Q/(3600v)=0.067m。取Dg=75mm。排水管实际流速V=4Q/3600×πDg2d=4×25/3600×3.14×0.0752=1.6m/s4、排水管壁厚R+0.4P6=0.5D(g式中R—许用应力，无缝钢管取800kg/cm2KP—管路最低低点的压力，kg/cm2ga—附加厚度，钢管取0.2cmggaDs=Dg＋25mm=75＋25=100mm。V=4Q/3600×3.14×Ds2d=4×25/3600×3.14×0.12=0.9m/s6、管路中扬程损失LV2LV2D2gg'L=23+2.63+3.55+0.66×2+31+0.66×4+5.26×2+650=725mJHat＋Hst=(0.0418×1.7×725/0.075)×(1.92/2×9.8)=127mH=Ha＋Hs＋Hst＋Hat=65＋5.6＋127=198m。n=198÷30=6.6aaa10、水泵工况QQm3/hH新mH旧m25721029132650939115014611310119825203586301510=(198-65)/252=0.213H=Ht＋KRQ2新管K取1，旧管K取1.7R=(H/Q2H=65＋0.213Q2新H=65＋1.7×0.213Q2旧据表高度H(m)s5.6kW2421Q(m3/h)25.521H(m)12032250.610.62如图，M点为排水管为新管时水泵工况点；M点为排水管为旧管时水泵工况点。12aMMaMD25-30n=2950r/min32100123000H456456642010(L/s)11、水泵轴功率yN=II0y0新3600102n36001020.61IN=QHyII0=212251050=22kW0旧3600102n36001020.62I12、电机功率N24N=k0=1.2=30kWc新n0.96cN22N=k0=1.2=28kWc旧n0.96c30kW，电压660V，转速2950r/min。排水管Φ83×4mm。aa正常涌水量时一台水泵工作，每天的排水时间T=336+200=10.7(h)＜20h最大225E=QH365tpgII吨水百米电耗：E=E1001000=1627381001000=0.52kwht•100365QtHp36525.515.72031050II、吨煤电耗E38E===0.181kwh16、选型结果水泵：MD25-30×72台电机：YB200L1-2，N=30kW2台排水管：Φ83×4mm分段接线型式。中央变电所以双回6kV向510采区变电所和660V向中央水泵房和510主辅运输系统等供电；510采区变电所以单回6kV向综采工作面、a机掘工作面供电，以660V向普掘工作面和盘区水泵房供电。aaa风与安全系统新风→副斜井(主斜井)→5#层运输大巷→510采区轨道下山(510皮带下山)→51001皮带顺槽→51001工作面。污风→51001面轨道回风顺槽→510采区回风下山→总回风巷→回风斜井→风硐(1)综采放顶煤工作面配风量①按CH4涌出量计算Q＝100qK=100×2.90×2采CH4绝采=580m3/min式中Q——综采工作面实际需要风量，m3/min；采q——工作面的CH相对涌出量，1.49m3/t。CH4相4则q＝(2800/24/60)×1.49=2.90m3/minCH4绝aaK—工作面瓦斯涌出不均衡系数，取K=2。采采②按CO涌出量计算2Q＝70qK=70×10.8×2采CO2绝采=1412m3/minQ采——综采工作面实际需要风量，m3/min；Q——工作面的CO相对涌出量，5.19m3/t；C02相2则q＝(2800/24/60)×5.19=10.09m3/minCO2绝K—工作面二氧化碳涌出不均衡系数，取K=2。采采Q采=4N=4×49＝196(m3/min)式中4－每人每分钟供给的风量不得小于4m3；风速等劳动条件计算Q=200×K×K×K×K，m3/min采thlm式中：200————基本风量，m3/min；K————温度系数,依下表5-2-1取值：t20~2620~26Kt15~20aaK采高系数，依下表5-2-2取值：h————h采高mKh1.5~2.52.5~3.33.3~4.04.0~4.52.2K采面长度系数，依下表5-2-3取值：————采采面长度mKl100~15060~100≦600.8K采煤方法系数，依下表5-2-4取值：m————mKm1.352.20.8则Q=200×1.3×2.2×1.1×1.6采=1412m3/min(2)备用工作面风量计算采时需风量的50%。本矿拟取工作面风量的50%，即700m3/min(3)综掘工作面配风量aaQ＝100q×K(m3/min)掘CH4绝式中Q——综掘工作面配风标准，m3/min；掘q－综掘工作面CH4绝对涌出量，掘进工作面平均断面为10m2,单进CH4绝为450/月，生产天数为25d。q=10×450×1.56×1.49÷(25×24×60)=0.29(m3/min)；CH4绝K－工作面瓦斯涌出不均衡系数，K=2；掘CH4CH4则Q＝100×0.29×2＝58(m3/min)掘CH4②按CO涌出量计算2Q＝70q×K(m3/min)掘CO2绝式中Q掘——综掘工作面配风标准，m3/min；Q－综掘工作面CO绝对涌出量，掘进工作面平均断面为10m2,单进CO2绝2为450/月，生产天数为25d。Q=10×450×1.56×3.48÷(25×24×60)=1.01(m3/min)；CO2绝K－工作面CO涌出不均衡系数，K=2；掘CO22CO2则Q＝70×1.01×2＝141.4(m3/min)掘CO2算Q=4N=4×25＝100m3/min)掘式中4－每人每分钟供给的风量不得小于4m3；N－掘进工作面同时工作的最多人数。④根据上述计算，综掘工作面需风量为100m3/min,故选FBD№5.6/2×11型局扇压入式供风，经查该型号局扇风量为315~220m3/min。为了防止局扇发生循环风，综掘工作面配风量不得低于315m3/min，故综掘工作aa面配风暂按400aam3/min计算。风速验算按最高、最低风速验算，必须满足0.25m/s＜V＜4m/s。掘则V=Q/S=400/10.08＝39.68m3/min=0.66m3/smin掘maxV=Q/S=400/7.2＝55.55m3/min=0.92m3/smax掘min掘Smax－掘进工作面最大净断面积S＝10.08m2；掘S－掘进工作面最小净断面积S＝7.2m2；min掘故有0.25m/s＜V＜4m/s，经验算符合要求。掘FBD№5.6/2×11局扇供风。(4)炮掘工作面配风量计算Q＝100q×K(m3/min)掘CH4绝式中Q——炮掘工作面配风标准，m3/min；掘q－炮掘工作面CH4绝对涌出量，掘进工作面平均断面为10m2,单进CH4绝为240m/月，生产天数为28d。q=10×240×1.56×1.49÷(28×24×60)=0.14(m3/min)；CH4绝K掘CH4－工作面瓦斯涌出不均衡系数，KCH4=2；则Q＝100×0.14×2＝28(m3/min)掘CH4②按CO涌出量计算2Q＝70q×K(m3/min)掘CO2绝式中Q——炮掘工作面配风标准，m3/min；掘aaQ－炮掘工作面CO绝对涌出量，掘进工作面平均断面为10m2,单进CO2绝2为240m/月，生产天数为28d。Q=10×240×1.56×5.19÷(28×24×60)=0.48(m3/min)；CO2绝掘CO22K－工作面CO涌出不均衡系数，掘CO22则Q＝70×0.48×2＝67(m3/min)掘CO2Q＝25Am3/min掘式中A－掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，本矿实测A=8.0Kg；则：Q=25×8.0=200m3/min掘Q=4N=4×20＝80m3/min)掘式中4－每人每分钟供给的风量不得小于4m3；N－掘进工作面同时工作的最多人数。⑤根据上述计算，炮掘工作面需风量为200m3/min,故选FBD№5.6/2×11压入式供风，经查该型号局扇风量为315~220m3/min。为了防止局扇发生循环风，炮掘工作面配风量不得低于315m3/min，故炮掘工作面配风暂按400m3/min计算。按最高、最低风速验算，必须满足0.25m/s＜V＜4m/s。掘则V=Q/S=400/10.08＝39.68m3/min=0.66m3/smin掘maxV=Q/S=400/7.2＝55.55m3/min=0.92m3/smax掘minSmax－掘进工作面最大净断面积S掘＝10.08m2；aaS－掘进工作面最小净断面积S＝7.2m2；min掘故有0.25m/s＜V＜4m/s，经验算符合要求。掘掘FBD№5.6/2×11局扇供风。(5)硐室所需风量的硐室有：火药发放硐室、采区变所，按经验以上硐室供风量均取120m3/min。则∑Q=120+120+120=360m3/min硐(6)其它井巷所需风量采区皮带、轨道巷尾回及人行斜巷尾需要风量。按经验均供风120m3/min，则：∑Q=2×120=240m3/min。它采区巷尾、510采区尾回及5#层运输大巷尾回需要风量。按经验均供风120m3/min，则：∑Q它=2×120=240m3/min。矿井各用风点配风标准见下表5-2-5。风点配风标准表单位:m3/min备注11412114122综采备用工作面7001700aa34002800412011205采区变电所12011206火药发放硐室采区尾回及其它1202401120240、通风构筑物通风构筑物主要有风桥、风门、风窗等，主要用于调节风量和阻断风流。区巷道规格及支护方式aaaa#煤库搭接，通过主斜井将原煤提出地面。护方式别为510皮带运输下山、510轨道m的煤炭运输和进风任务；510轨道下山净宽3.5m，净高2.8m，净断面积9.8m2，矩净高2.8m，净断面积9.8m2，矩形断面，锚杆支护，沿顶板布置，担负回风任务，兼选型及验算区设备选型及计算综合考虑，将工作面采煤机割煤高度定为2.8m。5号煤层上分层平均煤层厚度为8.4m，则放顶煤高度为5.6m，采放比为1:2。层及产量情况，截深取0.6m。aaVg=Qh60MBy=303=2.02m/minVg——采煤机所需牵引速度，m/min；M——采高，m；B——截深，m；见表5-2-1，所选工作面采煤机牵引速度V≥Vg。N1＝60BMVHw／3.6=60×0.6×2.8×2.5×4/3.6=280kWN2＝300×0.6×F×0.9×V／3=270kWHw——能耗系数，按1.1~4.4选取；取2.5V——工作面最大可能割煤速度，选3m/min。经计算，采煤机选用MG-150/375-WD型，采高2.1~3.6m，最大截深630mm，无链液压牵引，牵引速度应为0~5.0m/min，装机功率在375kW。aa(一)设计依据及工作条件2、物料容重：0.9t/m33、物料粒度：0~300㎜Q=600t/h。5、安装条件：头部卸料，中、尾部给料。水平总长L=746m。总长L=750m。6、提升高度：H=80m图aa3-1-1aa(二)参数确定据运输能力确定带宽、带速I=Q=600=167(kg/s)I=Im=167=0.19(m3/s)Vp900式中：I、I-运输能力kg/s、m3/smVp-物料容重kg/m3根据运输机械设计手冊，初选带宽1000㎜，带速V=2.5m/s，因5#层下山倾角mm能满足600t/h的输送能力故确定带宽为1000㎜，带速V=2.5m/s2、每米物料重动部分质量G′=4.19㎏。ROl1.2下托辊为平形托辊φ108㎜，L=1150㎜,间距l1=3m,转动部分质量G″=10.56aaq===3.52kgRUl31(三)传动滚筒上所需圆周驱动力FU及功率1、圆周驱动力(1)承载分支运行阻力A'=cfLg(q+q+q)+H(q+q)g+F+FROBGBGS1S2f—模拟摩擦系数，f=0.03L—输送机水平总长，L=746mGQ—输送能力，Q=600t/hqB—每米带的质量，初步选输送带PVC1400S,B=1000㎜、q=13.0㎏/m。Baaεε0εBG0εε1vsvs(2)回空分支运行阻力BRUBRURU—每米机长下托辊转动部分的质量=6062N(3)所需驱动圆周力U2、驱动功率(1)传动滚筒轴功率P=Fv/1000=840342.5=210kWU1000(2)驱动电机功率P210P=0=300kWMn0.90.90.960.9aa式中：n－减速器效率，取n＝0.9；122n3344B电压660V，减速机ZSY450-31.5,I=31.5,液力偶合器YOXⅡz560，传动滚筒直径φ800mm。(四)输送带张力计算A2、按输送带允许最大垂度计算最小张力FN张力，aaF02N1F102根据选型手册，PVC输送带安全系数为n=10~12，因此PVC1400S阻燃F102(六)、逆转制动力矩传动滚筒轴上的制动力矩选用NYD型逆止器型号为NYD160一台，其逆止力矩为25000N·m，逆止器安装在传动滚筒轴上。根据上述计算,固定式胶带运输机选用带宽1000㎜、PVC1400S阻燃PVC整芯输送带，采用头部单滚筒单电动机驱动，电动机功率选用2×185kW，电动机型号YB355-4，电压660V，减速机ZSY450-31.5,I=31.5，液力偶合器YOXⅡz560(水介质)，传动滚筒直径φ800mm。制动器YWZ5-315/50，逆止器NYD160。工作面刮板输送机必备的运输能力Qb1，Qb2，可用如下计算式分别计算：Qb1＝KcKyKsQhaa＝1.05×1.5×0.9×303＝430t/h式中Kc——采煤机与输送机的相对修正系数，Kc＝Vg／(Vg±Vn)=1.1／(1.1±0.05)=1.05，Ky——输送机的装载不均匀系数，取1.5~1.6；ad——年工作日，一般为330d；则刮板输送机必备的运输能力Q＝max{Q，Q}＝430t/hbb1b2见表5-2-1，所选刮板输送机额定运输能力600t/h，Q≥Q，则符合要求。baa③工作面输送机的确定aa相匹配；运输长度应与工作面长度相一致。前运输机选择SGB-764/264刮板运输机，电机功率2×132kW，1140V，运输能力为700t/h；后运输机选择SGZ-764/264SZB-764/132刮板转载机，电机功率132kW；破碎机选择PCM-110锤式破碎机，功率110kW。4.15m、16.89m。zKN/m2。K——动载系数，取K=1.2。ddM——一次采厚，(平均为8.4m，按85%回收率计算)取M=7.14m。K——冒落矸石碎胀系数，K=1.35。ppaa则qz=1.2×7.14×25/(1.35−1)=612KN/m2aap=q(L+L)BzkDL——梁端距，取L=0.3m。KKL——支架顶梁长度，L=4.6m。DDB——支架宽度，1.5m则p=612×(4.6+0.3)×1.5=4498KN。根据计算选用ZFS4600/19/32型支架，能够满足支护要求。工作面长度120m，支架中心距1.50m，工作面安装76架。支架强度与工作面中部基本支架相同，选用ZFG5000/21/32型放顶煤过渡液压支架4架，ZT-6900/21/32型端头支架1架。(4)胶带输送机根据工作面生产能力，选用SSJ1000/160型胶带输送机。(5)乳化液泵及喷雾泵站乳化液泵站要保证其供液系统与所选择的液压支架系统相匹配，满足移架速度要求，选用WRB-200/31.5乳化液泵，160kW，1140V，2台；配1台乳化液箱。综放工作面主要设备组成见表4-2-1。aa设备名称型号数量支架ZFS4600/19/3276ZFG50004ZT69002采煤机MG-150/375-WD1刮板运输机SGB-764/264(前)1SGZ-764/264(后)1转载机SZB-764/1321破碎机PCM-1101皮带运输机SSJ1000/1601乳化液泵WRB-200/31.5A1回柱车JH-172调度绞车JD-254技术经济指标 (kw)生产能力 (t/h)37560060070010006006007001000132110160160项目备注1m1202推进长度m500aa33m8.4回采率85%4度85m2.46m0.67m8年推进度m792采区主要技术经济指标称(1)年产量(2)日产量(1)正常涌水量(2)最大涌水量(1)地质储量(2)可采储量标12.1161.4718.999027271013500.30.61863.41397.5515.53303度%万吨/年吨/日度M3/小时12345678910111213年天班米备注a14151617181920212223242526(1)轨道巷(正巷)米800(2)回风巷米800(3)皮带巷——坡度米——度800——5采煤方法综采放顶分层采高米8.4回采工作面长度米550回采工作面年推进度米660循环进度米1.2循环产量吨1247掘进头数个3掘进日进水平米18采区回采工日定员人(个)36采区回采工平均效率吨/工1536回采工作面可采走向长度米500巷道总长度米15800其中(1)准备巷道长度米2400(2)回采巷道长度米11000(3)其他巷道长度米2400其中(1)煤巷长度米13400(2)半煤巷长度米900a((3)岩巷长度米150027米/万吨4028采区回采率%6529区风量m3/分141230采区准备时间日180参考文献程》aa致谢本设计