采区设计说明书毕节学院(编辑修改稿)

采区设计说明书毕节学院(编辑修改稿)内容摘要：

支工 回柱工 刮板机工 装车工 验收员 合计 白 1 2 1 20 2 7 1 1 35 中 1 2 1 20 2 7 1 1 35 采煤工作面主要技术经济指标（见表 4） 采面吨煤成本 = 回采工作设计日产量 产费用回采工作面昼夜全部生 元 /吨 工作面生产费用 =工资 +材料费 +电力费 =10+11+13=34 元 /吨 以上数据均参考相似采区历年的历史数据。 17 表 4 采煤工作面主要技术经济指标表 序号 项目 单位 数量 备注 1 工作面走向长度 m 500 2 工作面倾斜长 m 75 3 采 高 m 4 煤层倾角 度 18176。 5 循环进尺 m 1 6 循环产量 t 137 7 日产量 t 274 8 在册人数 人 70 9 煤层容重 t／ m3 10 炸药消耗 kg／万 t 1970 11 雷管消耗 发／万 t 6545 12 竹片消耗 片／万 t 10180 13 回 采率 % 97 14 单体液压支柱使用量 根 650 已包括 备用 10% 15 金属铰接顶梁 根 650 18 吨煤成本 元 /吨 34 18 第六章 采区生产系统 6． 1 采区运输 一．采区运输系统 1．工作面出的煤或矸：煤仓→下部车场或中部车场→五采轨道下山→五采区上部车场→五采区进风石门→二水平下部车场→二水平绞车道→主井井底车场→主井→地面。 2．材料运送：主井→主井井底车场→二水平绞车道→二水平下部车场→五采区回风石门→五采区运输下山→工作面回风巷 二．运输方式 轨道 下山运输方式：采用绞车提升。 三 .轨道下山运输设备的选型计算 A、原始资料： 采区原煤设计年产量 10 104吨，矸石取煤产量的 15%，即： 104吨；煤的松散密度γ ‘ = 吨 /米 3； 轨道斜长： 0l =440 米，倾角：β =18176。 年工作日 300 天，每天工作 15 小时； B、其它参数确定 初始加速度： a0≤ 米 /秒 2，取 a0= 米 /秒 2 主加减速度 a1≤ 米 /秒 2， a3≤ 米 /秒 2，取 a1= 米 /秒 2，a3= 米 /秒 2； 车场内速度： V0=（ 米 /秒），取 V0= 米 /秒。 19 摘挂钩时间：θ 1=20 秒； 电动机换向时间：θ 2=5 秒； C、根据矿井产量及井筒情况，初步确定采用甩车场单钩串车提升方式，提升容器用 1U 型矿车， G0=650 ㎏， V= 米 3。 最大提升速度的确定：《安全规程》规定斜井串车最大提升速度，当提升斜长在 300 米以下时， Vzd≤ 米 /秒，当提升斜长在 300 米以上时，Vzd≤ 5 米 /秒，取 Vzd= /秒。 （一）一次提升循环时间 T 的计算 （ 1）重车在井底车场运行 阶段  aVt （秒） 20201  aVL米  LLL D 米 （式中： DL — 井底至井底停车点的距离， DL =30 米）  vLt （秒） 00021  vLaVttt DD （秒） 串车提出车场后的加速阶段 03  a VVt zd （秒） 20 303  tVVL zd （米） 减速运行阶段：  aVt zd （秒） 2325  aVL zd （米） 等速运行阶段： 4 9)(5 0 0)( 534  LLLLL D （米） 其中： 5 0 030304 4 00  KD LLlL （米） 7 4 944  zdVLt （秒） 甩车运行阶段：  VLaVt kk （秒） 式中 Lk=30 米 一次循环时间 T ）tttttT kD 秒()(2 )(2 21453    （二）一次提 升量和车组中矿车数的确定 1）小时提升量 Qsh 21 )( 44   shr nfsh nn AcaQ (吨 /小时 ) 式中： c — 提升不均匀系数， c=。 fa — 提升能力富裕系数， fa =。 2）一次提升量 Q 6 0 6 0 0  shQTQ （吨 /次） 3）一次提升矿车数 n GQn ；（ 39。  VvG  吨） = = 取整 n=6，即一次提升 6 部才能满足生产需要。 4）按矿车连接器强度校验提升矿车数 连接器最大牵引力 Fmax=6000 ㎏ 即 6 0 0 0)c o s) ( s in( 1039。   fGGn )18co s0 1 ) ( s i n9 0 06 5 0( 6 0 0 039。 n (部 ) 由于 n＜ n’ ,验算合格 式中： f1— 矿车在轨道上运动的阻力系数 f1＝ （三）钢丝绳的选择计算 预选 6 19155 型钢丝绳 22 )18c o ( s i n500 155110)18c o ) ( s i n650900(6)c o s( s i n110)c o s) ( s i n(210 fLmfGGnPB㎏ /m 根据 计算结果选 6 19ф （ 155）钢丝绳，其 P= ㎏ /m，钢丝绳中钢丝的最大直径  =。 总破断力 Fp＝ 27150 公斤力 校验钢丝绳的安全系数 )18c o ( s i )18c o ) ( s i n650900(62 7 1 5 0)c o s( s i n)c o s) ( s i n( 210 fLPfGGnQma 校验合格 （四）提升机选择计算 卷筒直径 D 的确定 《煤矿安全规程》规定： 900D （式中：  — 钢丝绳中钢丝绳的最大直径） D≥ 900=1260 先预选 卷筒 D=1600 的绞车 最大静引力计算 kgfLPfGGnF jz d 4 2 0)18c o ( s i n6 5 0 0)25c o s0 1 ) ( s i n6 5 09 0 0(6)c o s( s i n)c o s) ( s i n( 210  根据计算结果及井筒情况，选 JK12241600型绞车，其技术特征如下：最大静张力为 4000kg，卷筒直径 1600mm，宽 1200mm，钢丝绳最大直径 25，钢丝绳 23 速度有， , 米 /秒，传动比 1： 24，电机功率有： 9 1 155千瓦，根据预选计算的 V 选 JR6 型 110kw 电动机。 (五 )、运动部分变位质量： （ 1）电动机变位质量： Gd＝222)( Dg iGD ＝2 2451  ＝ ㎏ 式中：（ GD2） —— 电动机的飞轮转矩。 （ 2）运动部分变位质量： 重车组：  ms＝ Gd＋ Gj＋ Fzjzd ＝ ＋ 10460＋ ＝ 15028 ㎏ 空车组：  mx＝ Gd＋ Gj＋ Fkjzd ＝ ＋ 10460＋ 1675＝ 13283 ㎏ kgfLPfnGF K jz d1675)18c o ( s i )25c o ( s i n6506)c o s( s i n)c o s( s i n 210  （六）、提升系统速度图、 力图参数的计算 计算提升过程中各阶段的拖动力 基本动力方程式： F＝ n（ kG＋ G0）（ sin i ＋ f1cos i )g＋ p（ L－ X） (sin i ＋ f2cos i )g＋ ma 式中： k— 斜井提升矿车阻力系数， k=。 i 随甩车场坡度、井筒倾角的变化而变化。 重车组变位质量： ms=15028 ㎏ 空 车组 变位质量： mx=13283 ㎏ （ 1）初加速开始： X=0， a=a0= 米 /秒 2 ， 拖动力 1F 为 1F ＝ 6（ 900＋ 650）（ sin13176。 ＋ 176。 ) ＋ 500(sin13176。 ＋ 176。 ) ＋ 15028 =31048（ N） （ 2）初加速终了： X= 米， a=a0= 米 /秒 2 ， 拖动力 39。 1F 为 39。 1F ＝ 6（ 900＋ 650）（ sin15176。 ＋ 176。 ) ＋ 24 （ ） (sin15176。 ＋ 176。 ) ＋ 15028 =34539（ N） （ 1）初等速开始： X= 米， a=0， 拖动力 2F 为 2F ＝ 6（ 900＋ 650）（ sin15176。 ＋ 176。 ) ＋ （ ） (sin15176。 ＋ 176。 ) =30031（ N） （ 2）初等速终了： X=30 米， a=0， 拖动力 39。 2F 为 39。 2F ＝ 6（ 900＋ 650）（ sin18176。 ＋ 176。 ) ＋ （ 50030） (sin18176。 ＋ 176。 ) =35023（ N） （ 1）主加速开始： X=30 米， a=a1= 米 /秒 2， 拖动力 3F 为 3F ＝ 6（ 900＋ 650）（ sin18176。 ＋ 176。 ) ＋ （ 68030） (sin18176。 ＋ 176。 ) ＋ 15028 =42537（ N） （ 2）主加速终了： X= 米， a=a1= 米 /秒 2 ， 拖动力 39。 3F 为 39。 3F ＝ 6（ 900＋ 650）（ sin18176。 ＋ 176。 ) ＋ （ ） (sin18176。 ＋ 176。 ) ＋ 15028 =42500（ N） （ 1）等速开始： X= 米， a=0 ， 拖动力 4F 为 4F ＝ 6（ 900＋ 650）（ sin18176。 ＋ 176。 ) ＋ （ ） (sin18176。 ＋ 176。 ) =34986（ N） （ 2）等速终了： X=， a=0 ， 拖动力 39。 4F 为 39。 4F ＝ 6（ 900＋ 650）（ sin13176。 ＋ 176。 ) ＋ （ ） (sin13176。 ＋ 176。 ) =23172（ N） （ 1）减速开始： X= 米， a= a3= 米 /秒 2， 拖动力 5F 为 5F ＝ 6（ 900＋ 650 ）（ sin13176。 ＋ 176。 ) ＋ （ ） (sin13176。 ＋ 176。 ) =15658（ N） （ 2）减速终了： X=500， a= a3= 米 /秒 2， 拖动力 39。 5F 为 25 39。 5F ＝ 6（ 900＋ 650）（ sin9176。 ＋ 176。 ) =9017（ N） 下放重车组： （ 1）甩车道加速开始： L=0， a= 米 /秒 2， 拖动力 6F 为 6F ＝ 6（ 900＋ 650）（ sin9176。 ＋ 176。 ) =12023（ N） （ 2）甩车道加速终了： L= 米， a= 米 /秒 2， 拖动力 39。 6F 为 39。 6F ＝ 6（ 900＋ 650）（ sin9176。 ＋ 176。 ) ＋ (sin9176。 ＋ 176。 ) =12044（ N） 下放重车组： （ 1）甩车道等速开始： L=， a=0， 拖动力 7F 为 7F ＝ 6（ 900＋ 650）（ sin9176。 ＋ 176。 ) ＋ (sin9176。 ＋ 176。 ) =16552（ N） （ 2）甩车道等速终了： L= 米， a= 0， 拖动力 39。 7F 为 39。 7F ＝ 6（ 900＋ 650）（ sin15176。 ＋ 176。 ) ＋ (sin15176。 ＋ 176。 ) =26575（ N） 下放重车组： （ 1）甩车道减速开始： L=， a= 米 /秒 2， 拖动力 8F 为 8F ＝ 6 （ 900＋ 650）（ sin15 176。 ＋ 176。 ) ＋ (sin15176。 ＋ 176。 ) ＋ 15028 =31083（ N） （ 2）甩车道减速终了： L=30 米， a= 米 /秒 2， 拖动力 39。 8F 为 39。 8F ＝ 6（ 900＋ 650）（ sin12176。 ＋ 176。 ) ＋ 30(sin12176。 ＋ 176。 ) ＋ 15028 =26191（ N） 提升空车组： （。