【正文】 ：0－6m/min，電機功率380kW，額定電壓：1140KV，生產(chǎn)能力：800t/h。工作面運煤設(shè)備：前部刮板輸送機采用與采煤機配套的SGZ630/264型可彎曲刮板輸送機，鋪設(shè)長度140m，運輸能力450t/h，電機功率2132kW；后部刮板輸送機采用SGZ764/400型可彎曲刮板輸送機，鋪設(shè)長度140m，運輸能力550t/h，電機功率2200kW。根據(jù)工作面運煤設(shè)備的運輸能力，回采工作面膠帶順槽運煤設(shè)備選用DSJ1000/275型可伸縮膠帶輸送機，鋪設(shè)長度408m，運輸能力800t/h，電機功率275kW。破碎機選用PCM110型顎式破碎機，破碎能力1000t/h，電機功率110kW。轉(zhuǎn)載機選用SZZ—764/132型刮板轉(zhuǎn)載機，輸送能力800t/h，電機功率132kW。工作面主要機械設(shè)備選型見表5—1—1。表5—1—1 綜采放頂煤工作面主要設(shè)備表設(shè)備名稱設(shè) 備 型 號功率(kW)單位數(shù)量雙滾筒采煤機MG160/380WD380臺1前可彎曲刮板輸送機SGZ－630/2642132臺1后可彎曲刮板輸送機SGZ764/4002200臺1破碎機PCM110110臺1轉(zhuǎn)載機SZZ—764/132132臺1可伸縮膠帶輸送機DSJ1000/275275臺1液壓支架ZF440017/28架99過渡液壓支架ZFG480020/30架4單體液壓支柱DZ28—25/110根120π型鋼梁HDL—3000根60乳化液泵站BRW315/200套1噴霧泵站DPW315/10K75套1探水鉆ZQSJ90/15臺1工作面頂板管理方式根據(jù)確定的綜采放頂煤采煤方法，工作面頂板采用全部垮落法管理。工作面放頂煤支架選型根據(jù)礦方提供的資料及鄰近煤礦實測的礦壓數(shù)據(jù)，設(shè)計采用“老頂周期來壓步距法”和“估算法”計算液壓支架工作阻力。A、老頂周期來壓步距法P=(－+++)F式中：P——預計液壓支架設(shè)計工作阻力，t/架； M——煤層機采高度，； L2——實測老頂周期來壓步距，取20m。 Lm——控頂距，； F——支架支護面積。則：P=(－++20+)=B、估算法P=(6～8)式中：P——預計液壓支架設(shè)計工作阻力，kN/架； S——支架支護的頂板面積，m2； γ——頂板巖石視密度，； M——采高，； α——煤層傾角，取5176。則：P=8cos5=3954kN/架設(shè)計根據(jù)上述計算的液壓支架工作阻力，結(jié)合副斜井井筒斷面尺寸，綜采放頂煤工作面液壓支架初選ZF440017/28型低位插板中型放頂煤液壓支架，～，放煤方式為擺動尾梁及低位插板，工作阻力4400kN。支架自帶煤幫側(cè)護板。工作面端頭過渡放頂煤支架初步選用ZFG480020/30型液壓支架，工作阻力4800kN，～。工作面超前20m采用DZ28—25/110型單體液壓支柱配HDL－3000型Π型鋼梁支護。支架及數(shù)量，合計90架，加10%備用9架，共計99架；其中工作面端頭過渡支護選用ZFG480020/30型4架。、采高、年推進度和生產(chǎn)能力根據(jù)工作面單產(chǎn)能力及相應(yīng)的其它掘運支配套條件，設(shè)計確定以一個生產(chǎn)采區(qū)，一個綜采放頂煤工作面，一個煤巷綜掘面，一個煤巷普掘工作面。回采工作面長度的確定根據(jù)本井田22號煤層賦存條件，結(jié)合礦井煤層開采技術(shù)、生產(chǎn)管理技術(shù)水平、設(shè)計生產(chǎn)能力，綜采設(shè)備性能、合理的回采工作面年推進度等因素綜合考慮。采煤工作面采高～，依據(jù)22號煤層厚度和選定的放頂煤液壓支架架型，～，采放比為1∶～，平均1：。放煤步距和放煤方式，即一采一放。根據(jù)22號煤層開采時的放煤高度和采高，本著提高資源回收率的宗旨，暫確定工作面采用單輪順序放煤方式，同時放煤支架以兩架為宜。礦井生產(chǎn)時應(yīng)根據(jù)具體條件，對設(shè)計確定的放煤步距和放煤方式進一步實驗，以確定適合本礦井的合理放煤步距和放煤方式?；夭晒ぷ髅婺晖七M度采煤工作面日推進度采煤工作面采用一采一放工藝，放頂煤液壓支架放一次頂煤，工作面每個循環(huán)進兩刀，日循環(huán)次數(shù)為2次，=。采煤工作面年推進度按下式計算：年推進度=日循環(huán)進度年工作日循環(huán)率=330=(m)礦井移交生產(chǎn)和達到設(shè)計生產(chǎn)能力時，在一采區(qū)內(nèi)布置一個綜采放頂煤工作面、一個煤巷綜掘工作面和一個大巷普掘工作面來保證礦井設(shè)計能力和正常生產(chǎn)接替。礦井實際生產(chǎn)能力即為回采工作面生產(chǎn)能力和掘進工作面掘進煤量之和。(1)回采工作面生產(chǎn)能力計算回采工作面生產(chǎn)能力按下式計算：A采=M1lLrC1＋M2lLrC2式中：A采——采煤工作面年產(chǎn)量，t/a；M1——采煤工作面機采高度，M1=；M2——采煤工作面放煤高度，M2=；l——采煤工作面長度， l=140m；L——采煤工作面年推進度，L=；r——煤的容重，r=；C1——采煤工作面機采回采率，；C2——采煤工作面放頂煤回采率。則A采=140+140=891661(t/a) =（2）掘進煤量計算井下回采巷道均采沿煤層掘進，故掘進煤量按回采煤量的10%計算，則掘進煤量為：A掘=10% ≈ (Mt/a)（3）礦井產(chǎn)量計算全礦井產(chǎn)量為：A礦=A采+A掘=+=(Mt/a)。第7章 井下運輸 大巷運輸方式的選擇根據(jù)礦井設(shè)計能力、井筒提升方式、井田開拓部署及目前國內(nèi)井下煤炭運輸技術(shù)裝備發(fā)展情況，結(jié)合本礦井采掘機械化裝備水平較高，初期工作面布置距井底煤倉較近、煤炭運量大且集中，開拓大巷基本沿22號煤層布置的特點，大巷煤炭運輸方式考慮了膠帶運輸及礦車運輸兩種方式，經(jīng)比較大巷煤炭運輸采用膠帶輸送機較為合理，其主要優(yōu)點如下：（1）膠帶輸送機具有運輸能力大，與回采工作面膠帶順槽直接搭接形成連續(xù)運輸，效率高、營運費用低、操作簡單、管理方便，易于實現(xiàn)自動化管理，且膠帶適應(yīng)煤層坡度起伏變化性強，可充分發(fā)揮高產(chǎn)高效綜采設(shè)備最大效能，適合本礦井生產(chǎn)機械化程度高、生產(chǎn)集中的生產(chǎn)方式。（2）膠帶運輸與礦車運輸相比具有運輸環(huán)節(jié)少、自動化程度高、占用人員少、維修工作量小，主輔運輸互不干擾，事故率低、生產(chǎn)安全性好等優(yōu)點，%左右。故大巷運輸采用膠帶輸送機。(二) 井下輔助運輸方式的選擇根據(jù)開拓布置和井下材料、設(shè)備、人員運輸?shù)囊?，井下各煤層的賦存情況，22號煤軌道巷均沿煤層底板布置，坡度為0～22176。結(jié)合目前國內(nèi)井下輔助運輸技術(shù)裝備發(fā)展現(xiàn)狀和本礦井井下輔助運輸量、運距以及礦井改擴建初期投資情況，設(shè)計推薦井下輔助運輸方式為：井底車場、二采區(qū)軌道上山、。運煤系統(tǒng)22號煤綜采放頂煤工作面(可彎曲刮板輸送機)→膠帶順槽(可伸縮膠帶輸送機)→集中膠帶大巷(帶式輸送機)→井底煤倉(給煤機)→主斜井(帶式輸送機)→地面生產(chǎn)系統(tǒng)。掘進排矸(運煤)系統(tǒng)（1）大巷普掘工作面排矸(運煤)系統(tǒng)大巷掘進頭矸石(調(diào)度絞車牽引礦車)→二采區(qū)軌道上山(無極繩連續(xù)牽引車牽引礦車)→集中軌道大巷(無極繩連續(xù)牽引車牽引礦車)→副斜井井底車場(調(diào)度絞車牽引車牽引礦車)→副斜井(副斜井提升機)→地面排矸系統(tǒng)。（2）工作面順槽綜掘工作面運煤系統(tǒng)工作面順槽掘進頭掘進煤(膠帶轉(zhuǎn)載機)→掘進順槽(可伸縮膠帶輸送機)→集中膠帶大巷(帶式輸送機)→進入井下主煤流系統(tǒng)。井下材料、設(shè)備和人員等輔助運輸系統(tǒng)地面材料設(shè)備車→副斜井(副斜井提升機)→副斜井井底車場→集中軌道大巷→工作面軌道順槽(無極繩連續(xù)牽引車)、膠帶順槽(調(diào)度絞車)→回采工作面。地面液壓支架等大型設(shè)備及長材平板車→副斜井(副斜井提升機)→副斜井井底車場→集中軌道大巷(無極繩連續(xù)牽引車) →工作面軌道順槽(無極繩連續(xù)牽引車)、膠帶順槽(調(diào)度絞車)→回采工作面。地面下井人員→主斜井(架空乘人器)→聯(lián)絡(luò)巷→集中軌道大巷→工作面軌道順槽、膠帶順槽→回采工作面。、支護方式、坡度及鋼軌型號礦井初期主要巷道為集中軌道大巷、集中膠帶大巷、二采區(qū)膠帶上山、二采區(qū)軌道上山、總回風巷、集中回風大巷、二采區(qū)回風上山。集中軌道大巷以3‰坡度布置，二采區(qū)軌道上山沿22號煤層底板布置，巷道坡度0～17176。巷道斷面按通過液壓支架設(shè)計，同時考慮了綜合管線布置和礦井通風要求。巷道內(nèi)鋪設(shè)雙軌，軌距600mm，軌型30kg/m，工字鋼軌枕，沙石道床。巷道采用矩型斷面，錨網(wǎng)噴加錨索支護。集中膠帶大巷、二采區(qū)膠帶上山均沿22號煤層底板布置，巷道坡度0～22176。、軌型15kg/m的膠帶檢修軌設(shè)計，巷道采用矩形斷面，采用錨網(wǎng)噴加錨索支護。集中回風大巷、二采區(qū)回風上山均沿15號煤層頂板布置，巷道坡度0～22176。巷道斷面按礦井通風要求設(shè)計。巷道采用矩形斷面，錨網(wǎng)噴加錨索支護，。第8章 礦井提升根據(jù)我國煤礦設(shè)備標準化、系列化和定型化的要求。為了方便液壓支架等大型設(shè)備的運輸，設(shè)計配備了重型平板車。各類礦車規(guī)格特征詳見表4—2—1。表4—2—1 達產(chǎn)時各類礦車規(guī)格特征表礦車名稱礦車型號容積(m3)名義載重(t)外形尺寸(mm)軌距(mm)軸距(mm)自重(kg)長寬高固定箱式礦車－6A120008801150600550610礦用材料車MLC2－6A220008801150600550494礦用平板車MPC2－6A22000880410600550482重型平板車MPC16－6162700120030060010001500礦車的數(shù)量，以礦井達到設(shè)計生產(chǎn)能力時井上下用車地點實際所需車數(shù)按排列法計算而得，計算結(jié)果見表4—2—2。表4—2—2 達產(chǎn)時各類礦車數(shù)量表礦車名稱礦車型號礦車數(shù)量(輛)備　注生產(chǎn)備用合計固定箱式礦車－6A501060主要運送矸石礦用材料車MLC2－6A10主要運送支護材料和設(shè)備維修材料礦用平板車MPC2－6A39主要運送一般中、小型機電設(shè)備和長材料重型平板車MPC16－610主要運送液壓支架、采煤機等大型機電設(shè)備 運輸設(shè)備的選型設(shè)計依據(jù)輸送物料：原煤，粒度0～300mm散密度：ρ=輸送量：Q=650t/h從尾部至頭部水平輸送距離：Lh=L1+L2+L3 =216+269+=從尾部至頭部傾角：α=α1～α2～α3=176?！?176?！?76。提升高度：H=設(shè)備選型計算：能力核算：查表帶寬B=1000mm、托輥槽角35176。、運行堆積角20176。時各參數(shù)：S=，k=,V=，Q==900=1138 t/h＞650t/h滿足Q=650t/h生產(chǎn)能力的要求。帶寬選B=1000mm帶速選V=每米物料重量：q=每米機長上托輥轉(zhuǎn)動部分質(zhì)量：q1=每米機長下托輥轉(zhuǎn)動部分質(zhì)量：q2=初選帶強：ST=800N/mm膠帶每米質(zhì)量：q0=22kg/m托輥阻力系數(shù)：ω=(已考慮附加阻力)重力加速度：g=阻力計算：上分支運行阻力： F1=（q＋q0＋q1）ωLhg=下分支運行阻力： F2=（q0＋q2）ωLhg =物料提升阻力： F3=qHg=總圓周力：P=F1+F2+F3=軸功率：N0=PV/1000=電動機功率：N=KN0=， K=采用頭部單滾筒單電機，液體粘性軟起動裝置驅(qū)動方式，自動拉緊，起動系數(shù)A=1。張力計算：頭部S1=，S2= 尾部S5=40111N， S6=40111NS3=， S4=，S7=， S8=70646N打滑驗算：傳動滾筒圍包角：α=200176。　滾筒摩擦系數(shù)：μ=總圍包角驗算：S1A /S2=＜eμα=下垂度驗算：上膠帶1%垂度要求最小張力Smin=15（q0+q）g=下膠帶1%垂度要求最小張力Smin=q0g=膠帶最小張力Smin=S3=≥，通過安全系數(shù)：m=STB/S1=＞7滿足要求經(jīng)防滑驗算、下垂度及安全系數(shù)驗算，三者均滿足要求。逆止力矩:Mt=K［F3－（2q0+q1+q2+q）Lhωg］D/2=11740Nm（D=1m ，K=2，ω=） 選型結(jié)果：B=1000mm， V=， Lh=， H=，α=176。～0176。～176。電動機YB400M1－4，N=250kW， 10kV，一臺減速器：M3PSF70，i=25，飛濺潤滑，風冷，一臺液粘軟起動裝置：YNRQD250，帶油泵電機及冷卻電機(防爆)，一臺。盤式制動器：KPZ—1200/25 ，M=25kNm，N=3kW一臺逆止器： DSN025， Mn =25 kNm ，一臺。膠帶：鋼繩芯膠帶，ST=800N/mm，阻燃、抗靜電，MT668—2008自控液壓拉緊裝置： ZYJ－500（ZLY01160），F(xiàn)=160kN,N=+， 660V防爆，一套。設(shè)計依據(jù)輸送物料：原煤，粒度0～300mm散密度：ρ=輸送量：Q=650t/h從尾部至頭部水平輸送距離：Lh=L1+L2+L3+L4+L5=++++=從尾部至頭部傾角：α=α1～α2～α3～α4～α