年产100万吨煤矿西一煤采区设计说明书(编辑修改稿)

年产100万吨煤矿西一煤采区设计说明书(编辑修改稿)内容摘要：

架采煤机尾运输机尾端尾支架过渡支架中间普通支架开切眼采煤机西 一 采 区西一采区工作面设备布置图西一采区辅助运输巷西一采区胶带运输巷西一采区专用回风巷图4 1 1 14 工作面设备选型 工作面主要设备表 表 411 支架选型计算： ． ZZ5600/17/35 型液压支架选型计算： 顶板载荷计算 综采工作面： P=R H Y =11 =R—— 7 煤直接顶板岩石厚度加上 71 煤及夹矸厚度：取 11 H—— 工作面采高 Y—— 上履岩层容重 ZY5600/17/35 型液压支架的额定工作阻力为 5600KN/架，实际工作阻力为 4830KN/架，合算支护强度为 920KN/ M2。 支架的支护强度校合：综采工作面支架的支护强度 920KN/ M2，大于顶板载荷强度 ，能够满足顶板初次垮落、周期来压的要求，故该支架选型合理。 ． ZY4800a(b)/10/22D 型液压支架选型计算： 顶板载荷计算 综采工作面： P=R H Y =11 =采煤方法 倾斜长壁后退式 工作面长 150200 米 落煤方式 采煤机螺旋滚筒落煤 煤层倾角 平均 7 度 循环方式 多循环 采 高 米 作业方式 双九一六制 采煤机 MG2 100456WD型 顶板管理 自然垮落法 工作面 运输机 SGZ764/315型（综） SGZ830/750型（综） 支护形式 ZY5600/17/35 型液压支架（综） 顺 槽 运输机 SZZ800/250型转载机1200/2 200 皮带机 15 R—— 7 煤直接顶板岩石厚度加上 71 煤及夹矸厚度：取 11 H—— 工作面采高 Y—— 上履岩层容重 ZYZY4800a(b)/10/22D 型液压支架的额定工作阻力为 4800KN/架，实际工作阻力为 3840KN/架，合算支护强度为。 支架的支护强度校合：综采工作面支架的支护强度 ，大于顶板载荷强度 ，能够满足顶板初次垮落、 周期来压的要求，故该支架选型合理。 采区运输设备能力 校核 刮板输送机运输能力： m = .ψ .ν =3600 1 =式中： m— 刮板输送机运输能力 t/h F— 货载沿溜槽中横断面积 m3 ρ — 煤的松散密度 取ρ =1t/m3 ψ — 装满系数 取ψ = 该顺槽为向上运输，运输倾角为 7～ 100，故该值取 ν — 刮板链与采煤机的相对运行速度 根据以上计算，选择 SGZ764— 630 型中双链刮板输送机，运输能力满足 要求。 皮带运输机运输能力 m= .ρ .C. =3600 458 =式中： m— 皮带运输机运输能力 t/h B— 胶带宽度 m ρ — 货载散集密度 因胶带以运输煤为主，煤在胶带上堆积角取 16 300，故该值取ρ =1t/m3 k— 货载断面系数 取ψ = 该皮带为槽型载货，煤在胶带上堆积角为 300，故该值取 458ν — 胶带速度 m/s C— 输送机倾角系数 该采面为倾斜向上运输，巷 道倾角为 8～ 150，该值取 根据以上计算，选择 DST120/2 200 型可伸缩式胶带运输机，运输能力满足生产要求。 各个采区及运输材料道的绞车按平均坡度 90计算，提升能力为： JD40 绞车提升能力核算： 已知：绞车牵引力： 2500kg 巷道坡度： 9176。 运输距离： 450 米 矿车自重： 600 kg 矿车货载净重： 2400 kg 矿车运行阻力系数： f1= 钢绳运行阻力系数： f2= 选 6 钢丝绳 抗拉强度 170 kg/mm2 钢绳单重： ： 21900kg 计算绞车（ JD40）一次最大提升重量 Fjmax=[ （ sin9176。 +176。 ） ]/（ sin9176。 +176。 ） =计算一次提煤、岩等材料类重车数 n=（ 600+2400）（ sin9176。 +176。 ） =验算 6 钢丝绳安全系数 m=21900/2500= 倍 合格 结论 ： 一次提煤、岩等材料类重车为 4 车。 一次提工字钢、铁道、管材类重车为 2 车。 一次提绞车、移变类大件重车为 1 车 一次提升空车为 6 辆。 17 一次提升最大重量（含车自重）不允许超过 13000kg。 JD25 绞车提升能力核算： 已知 ： 绞车牵引力： 1600kg 巷道坡度： 9176。 运输距离： 450 米 平板车自重： 1000 kg 矿车自重： 600kg 矿车货载净重： 2400 kg 矿车运行阻力系数： f1= 钢绳运行阻力系数： f2= 选 6 钢丝绳、 抗拉强度 170 kg/mm2 钢绳单重： 破断拉力总合： 15200kg 计算 JD25 绞车提升能力核定： 计算绞车（ JD25）一次最大提升重量 Fjmax=[ 450（ sin9176。 +176。 ） ]/（ sin9176。 +176。 ） =计算一次提煤、岩等材料类重车数 N =（ SIN9176。 ＋ COS9176。 ） = 车 取 3 辆 计算一次提空车数 n=／ 1000（ SIN9176。 ＋ COS9176。 ） =／ 171= 取 6 辆 验算 6 钢丝绳安全系数 m=15200/1600= 倍 合格 结论 一次提煤、岩等材料类重车为 3 车。 一次提工字钢、铁道、管材类重车为 1 车。 一次提绞车、移变类大件重车为 1 车 一次提升空车为 6 辆。 一次提升最大重量（含车自重）不允许超过 8500kg。 JM214 绞车提升能力核算： 已知 ： 绞车牵引力： 13720kg 巷道最大坡度： 9176。 18 运输距离： 450米 平板车自重： 1000 kg 矿车自重： 600kg 矿车货载净重： 2400 kg 矿车运行阻力系数： f1= 钢绳运行阻力系数： f2= 选 6 19— ￠ 钢绳 抗拉强度 170 kg/mm2 钢绳单重 ㎏ /ｍ 破断拉力总和 29800 ㎏， 计算 JM214 绞车提升能力核定： 1） 、计算 JM214 绞车一次最大提升重量 Fjmax=[ 450（ sin9176。 +176。 ） ]/（ sin9176。 +176。 ） =2） 、计算一次提沙、煤、岩类重车数 n=（ SIN9176。 ＋ COS9176。 ） = 取 6 辆 3） 、计算一次提空车数 n=／ 1000 （ sin9176。 +176。 ） = ／ 171= 取 8 辆 验算 6 19￠ 钢丝绳安全系数 m=29800/2462= 倍 合格 结论 一次提煤、岩等材料类重车为 4 车。 一次提工字钢、铁道、管材类重车为 2 车。 一次提绞车、移变类大件重车为 1 车 一次提升空车为 6 辆。 一次提升最大重量（含车自重）不允许超过 18300kg。 概况 西一采区开采煤层为 7 煤，根据地质资料 7 煤瓦斯相对涌出量为 7— ；煤尘爆炸具有爆炸性，爆炸指数为 % ；煤炭自然发火期为 3— 6 个月。 该采区利用副井及辅助提升井入风，现有风井回风。 矿井主要通风 19 机共两台，一台运行，一台备用。 通风系统 采区由西一轨道巷入风，风流经西一采区 7 煤轨道巷至西一采区 7煤辅助运输巷和集中运输巷进入工作面运顺。 回风流由回风顺槽至西一采区 7 煤专用回风巷、 1 7 煤回风巷、 845 回风石门、 845 回风上山到达风井。 采区内采掘工作面均实行独立通风，回采工 作面采用“ U”型通风方式。 掘进工作面采用压入式通风。 采区风量计算 采区风量按下列要求分别进行计算，并取其中最大值 、按采区内同时工作的最多人数计算 Q=4NK=4 180 =828 m3/min 式中 Q—— 采区供风量， m3/min； N—— 采区内同时工作的最多人数，人； 4—— 每人每分钟供风标准， m3/min； K—— 矿井通风系数，取 ； 、按采煤、掘进、硐室等实际需风量计算 Q =（Σ Q 采 +Σ Q 掘 +Σ Q 硐 +Σ Q 它 ）• K 通 式中 ：Σ Q 采 —— 采煤实际需要风量的总和， m3/min； Σ Q 掘 —— 掘进实际需要风量的总和， m3/min； Σ Q 硐 —— 硐室实际需要风量的总和， m3/min； Σ Q 它 —— 其它行人和维护巷道需要风量的总和， m3/min K 通 —— 通风系数，取 采煤工作面需风量计算 采煤工作面风量计算是根据瓦斯涌出量、温度、人员分别进行计算，并取其中最大值作为决定风量，然后按风速进行验算。 计算公式如下： a、按瓦斯绝对涌出量计算： Q 采 =100 q 采 kC 20 b、按温度计算： Q 采 =60•VC•SC•Ki c、按工作面人员 数量计算： Q 采 = 4nC d、按风速验算： 15S≤ Q 采 ≤ 240S 式中， Q 采 回采工作面需要风量 ,m3/min。 q 采 回采工作面风排瓦斯量 , m3/min。 kC 回采工作面风量备用系数 ,取 ； VC 回采工作面按温度所需风速 , m/s。 SC 回采工作面平均断面积， m2； Ki —— 工作面长度系数， 取 nC 回采工作面人数。 按以上公式计算各工作面风量如下： 工作面日产量 3000t，瓦斯相对涌出量 Q 瓦 取 m3/t，生产时间按20 小时计算，工作面最高绝对瓦斯涌出量为 3000/1200= m3/min。 工作面进行瓦斯抽放，瓦斯抽放量为 17 m3/min，所以采煤工作面需通风排除的瓦斯量为 q 采 =1）按瓦斯绝对涌出量计算工作面所需风量为： Q 采 =100 =1453 m3/min 2）按工作面温度 26℃计算 ： Q 采 =60 =1016 m3/min 3） 按工作面人数计算： Q 采 =4 40=160 m3/min 根据上述计算结果，取工作面的风量为 1500m3/min 按风速验算 ： 120 15001612 ，满足要求。 采区内布置 1 个采煤工作面和一个备用工作面，备用工作面配风量1000 m3/min，则采煤需要总风量为： Σ Q 采 =1500+1000=2500m3/min 掘进工作面风量计算 1）按瓦斯涌出量计算 21 Q 掘 =100 q 掘 kd=100 =225 m3/min 式中 Q 掘 —— 掘进工作面需要风量 m3/min； q 掘 —— 掘进工作面平均瓦斯涌出量 m3/min； kd—— 掘进工作面瓦斯涌出风量备用系数， ； 2）按炸药使用量计算。 Q 掘 =25AC=25 8=200 m3/min 式中 Q 掘 —— 掘进工作面实际风量 m3/min； AC —— 掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量， kg. 3）按局部通风机吸风量计算 Q 掘 =Qf I kf=500 1 =600m3/min 式中 Q 掘 —— 掘进工作面实际风量 m3/min； Qf —— 局部通风机额定风量 m3/min； I —— 局部通风机的台数； kf —— 风量备用系数。 4）按工作人员数量计算 Q 掘 =4 nj=4 20=80 m3/min 式中 nj—— 掘进工作面同时工作的最多人员数量，人。 5）按风速进行验算 按《煤矿安全规程》规定煤、半煤岩掘进工作面应满足： 15 Sj≤ Q 掘 ≤ 240 Sj 15 ≤ Q 掘 ≤ 240 即： 189 210 3024 满足要求。 式中 Sj—— 掘进工作面巷道过风断面， m2。 因此， 每个工作面分流风量确定为 600 m3/min，采区按 3 个独立分流掘进工作面，则采区内掘进工作面总需风量为： Σ Q 掘 =3 600=1800 m。