突出采面设计说明书参考样(编辑修改稿)

突出采面设计说明书参考样(编辑修改稿)内容摘要：

经预测不超标，允许割煤。 采煤机选型 采煤机应具有的最小生产能力由下式计算： Qh=Qy179。 f/[D179。 (NM)179。 t179。 K]=()yh QfQ D N M tK =392 t/h 式中： Qh— 工作面设备所需最小生产能力， t/h； Qy— 要求的工作面年产量， 179。 104t/a ； D— 年生产天数， 330d； f— 能力富裕系数， ； N— 日作业班数， 3班； M— 每日检修班数， 1 班； t— 每班工作时数， 8h； K— 开机率，。 根据采煤 机最小生产能力要求，选用 MG300／ 700－ GWD 采煤机能够满足生产要求。 Qt=60BH Vqρ K=543t/h 式中： Qt— 采煤机理论生产能力， t/h； B— 滚筒的有效截深， m； Vq— 给定条件下滚筒采煤机最大牵引速度， m/min； 8m/min H— 工作面的平均采高， m； ρ — 煤的实体密度， t/m3； K— 开机系数， ～。 支护设计型式 工作面直接顶为细砂岩与粉砂岩互层，厚度 6m，属Ⅱ类顶板， 中等稳 己 15— 22060 工作面 及瓦斯综合治理设计 说明书 平煤股份公司八矿 18 定。 基本顶为中～细粒砂岩，属Ⅱ级顶板。 根据已采工作面情况，当煤 层被采出后，直接顶呈悬臂梁状态，能悬露一定时间，支架前移后能顺利垮落，垮落岩块充填采空区高度大于煤层采高。 当直接顶垮落后，基本顶悬露一定距离后呈周期性断裂下沉，支承压力主要作用在前方煤壁上和采空区直接顶垮落矸石上，只有少部分作用力通过直接顶作用于支架上，因此支架主要支撑直接顶自重，在周期来压期间还要支撑基本顶通过直接顶作用于支架上的少部分作用力，其合力约为 8倍采高的直接顶岩石自重。 （ 1） 支架选型设计 ① 每组支架工作时顶板载荷 根据顶板岩性分析每组支架在基本顶周期来压时所承受的顶板载荷： Q=KHFr=8179。 179。 179。 179。 25=4590KN 式中： K— 顶板厚度系数，取 8 H— 采高， ； F— 顶梁承载面积； r— 岩石重度，取 25KN/m3。 每组支架设计工作阻力为： P=5600KN，因 PQ，故支架满足承载要求。 ② 底板比压验算 支架工作时产生的底板比压小于等于底板容许比压，即 q mczTP qS= MPa 式中： qc— 支架达到额定工作阻力时对底板产生的底板比压， MPa； Pm— 支架额定工作阻力， MN； ST— 支架底座面积， m2。 m2 ZY5600/20/40 型液压支架对底板最大比压为 ，己 15煤层容许 己 15— 22060 工作面 及瓦斯综合治理设计 说明书 平煤股份公司八矿 19 底板比压为 ，故此支架对底板适应。 ③支架支护强度验算 P=KγΣ hcosα179。 g179。 106 =＜ 式中： P— 支架支护强度， MPa； K— 支架受力不均衡安全系数，一般取 ～ ， 取 ； γ — 顶板岩石容重，取 ； α — 煤层倾角，取 22176。 ； Σ h— 冒落带岩石厚度， Σ h = m /（ K1） =9， 式中： m— 采高，取 ； K— 岩石碎胀系数，一般取 ～ ，取 ； 由计算可知，支架支护强度符合要求。 ZY5600/20/40 型液压支架支护强度为 ～。 ④ 初撑力 液压支架初撑力 P0不低于设计值的 80%， ZY5600/20/40 型液压支架初撑力为 5064KN， P0=5064179。 80%=4052KN。 液压支架沿工作面倾斜方向成直线排列，中心距 ， 直线偏差不超过 177。 50mm，中心距偏差不超过 177。 100mm。 伸出侧护板，保持架间无间隙，前梁端面距不超过 340mm。 （ 2）端头支护 工作面上、下端头采 用长 ，长钢梁间距 ，成对间距 ，一梁三柱，交替迈步前移，移动步距。 （ 3）超前支护 两巷超前支护采用 DZ28（ 35）型单体液压支柱均配合 HDJA1000 型金属铰接顶梁，超前支护段长度不小于 30m。 己 15— 22060 工作面 及瓦斯综合治理设计 说明书 平煤股份公司八矿 20 液压泵站及系统主管路选择 支架的快速、安全操作是实现高产高效的前提，而支架的移架速度主要取决于支架液压系统的流量。 为了适应综采工作面快速移架、推移输送机的需要，要求工作面乳化液泵站设备流量应不小于 315L/min，压力不小于。 进液管直径选用 高压管，回液管选用直径 38mm 低压回液管。 工作面设计选用 WRB315/ 型乳化液泵站，配用 RX200/16A 乳化液箱（两泵一箱）。 其技术参数如下： 流量： 315L/min 压力： 装机功率： 200KW 电压： 1140V 回采工艺 ① 落煤 采用 MG300/700－ WD 型双滚筒电牵引采煤机端头斜切进刀双向割煤，滚筒前顶后底。 ② 装煤 采用采煤机滚筒的螺旋叶片配合运输机的铲煤板 在采煤机运行和推移工作面输送机过程中完成装煤工作。 ③ 运煤 工作面采用 SGZ— 764/500WS 型刮板运输机运煤 ；机巷采用 SZZ—764/200 型转载机（配 PCM110型破碎机） 和 SPJ1000－ 2179。 75型胶带输送机运煤。 己 15— 22060 工作面 及瓦斯综合治理设计 说明书 平煤股份公司八矿 21 ④ 支护 液压支架沿工作面倾斜方向成直线排列，中心距 ，伸出侧护板，保持架间无间隙，前梁端面距不超过 340mm。 工作面上、下端头采用长 ，长钢梁间距 ，成对间距 ，一梁三柱，交替迈步前移，移动步距。 两巷超前支护采用 DZ28（ 35）型单体液压支柱均配合 HDJA1000 型金属铰接顶梁，超前支护段长度不小于 30m。 ⑤ 顶板管理 采用全部 垮 落法管理顶板。 工艺说明 工艺流程：割煤 → 推移输送机 → 移架 → 割煤。 （ 1）落煤：采煤机端头斜切进刀割煤，采高 ，截深。 （ 2）推移运输机：采煤机割煤后，滞后采煤机 12～ 15m，将运输机推至煤墙，并确保运输机弯曲段不小于 15m，按采煤机运行方向依次进行。 （ 3）移架：采煤机过后及时伸出护帮板护顶，滞后采煤机 3～ 5 架，依次顺序移架，顶板破碎地段采用带压移架，移架步距。 己 15— 22060 工作面 及瓦斯综合治理设计 说明书 平煤股份公司八矿 22 3 工作面各生产系统 主运输系统 采面主运输系统 工作面采用 SGZ— 764/500型刮板运输机运煤，额定能力 900t/h。 采用SZZ— 764/200型转载机 运煤，额定能力 1000t/h。 机巷采用一部 SPJ1000－ 2179。 132伸缩胶带输送机运输，技术参数：最小运量 q＝ 650t/h，带速 V＝ 2m/s， N＝ 264KW，最大运距 1300m。 机巷胶带运输机能力 验算： 44 330q16    ＝＝Q＝ 312万 t＞采面生产能力 120万 t/a。 工作面输送机能力满足生产要求。 采区主运输系统 己二皮带上山：带式输送机 1部，型号 DTL100/65/4179。 315(X)；技术参数：运量 q＝ 650t/h，带 速 V＝ ， N＝ 315KW，运距 600m。 入仓皮带：带式输送机 1部，型号 STJ1000/2179。 75。 技术参数：运量 q＝630t/h，带速 V＝ 2m/s， N＝ 150KW，最大运距 1000m。 实际运距 160m。 采区主运输能力验算： 44 330q16    ＝＝Q＝ 302万 t＞采面生产能力 120万 t/a。 采区输送机能力满足生产要求。 出煤系统 工作面→机巷→己二皮带上山→入仓皮带→己四采区煤仓。 出煤系统如 图 31所示。 己 15— 22060 工作面 及瓦斯综合治理设计 说明书 平煤股份公司八矿 23 采区变电所二水平己组西大巷二水平己组总回风巷二水平己组皮带大巷己1 5 2 2 0 6 0 高位尾巷（己1 5 －2 2 0 4 0 机巷预抽巷）己1 5 －2 2 0 4 0 机巷己1 5 －2 2 0 6 0 机巷己二采区轨道上山己二采区皮带上山己二采区回风上山设计停采线176。 采区抽放泵站己1 5 －2 2 0 6 0 风巷入仓皮带采区煤仓图 例采区煤仓运煤线路己1 5 －2 2 0 6 0 机巷预抽巷 图 31 主运输系统示意图 辅助运输系统 辅助运输主要采用 JD－ JD－ 25型调度绞车对拉，相邻绞车分别靠巷道两帮布置，中对中相错 10m。 绞车窝尺寸必须保证绞车安装后有 ；绞车最突出部位与巷帮的距离不小于 250mm，与轨道不小于 500mm。 斜巷运输按《煤矿安全规程》规定完善一坡三挡、信号硐室等安全设施。 辅助运输系统： 西翼空重车线→己四车场→己二轨道上山→己 15－ 22060风巷 设备道→己 15－ 22060风巷。 辅助运输系统如图 32所示。 己 15— 22060 工作面 及瓦斯综合治理设计 说明书 平煤股份公司八矿 24 采区变电所二水平己组西大巷二水平己组总回风巷二水平己组皮带大巷己1 5 2 2 0 6 0 高位尾巷（己1 5 －2 2 0 4 0 机巷预抽巷）己1 5 －2 2 0 4 0 机巷己1 5 －2 2 0 6 0 机巷己二采区轨道上山己二采区皮带上山己二采区回风上山设计停采线176。 采区抽放泵站己1 5 －2 2 0 6 0 风巷一水平己组大巷绞车房图 例进料线路己1 5 －2 2 0 6 0 机巷预抽巷 图 32 辅助运输系统示意图 通风系统 底抽巷掘进工作面配风量 450m3/min， 风、机巷掘进工作面配风量800m3/min，回采 期间采煤工作面配风量 2700m3/min，具体计算如下： 底抽巷 掘进工作面风机选型 按瓦斯涌出量计算 Qhf=125178。 qhg178。 khg=125179。 179。 =式中： qhg— 掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量， ； khg— 掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数， ； 125— 回风流中瓦斯浓度不应超过 %的换算系数。 按最大炸药用量计算： Qhf≥ 25Ahf=25179。 6=150m3/min 式中： Ahf— 掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量， 6kg； 考虑风筒 10％的漏风率，选用 2179。 30KW对旋式风机供风， Q吸 ＝ 450 m3/min。 己 15— 22060 工作面 及瓦斯综合治理设计 说明书 平煤股份公司八矿。