冯建毕业设计说明书 - 图文(6)

SZZ764/160 50 700 1.4 724 160 1140 (4) 破碎机选型

破碎机的破碎能力选择不应小于工作面的生产能力，并与刮板输送机相配套。设计选用PCM132型破碎机。其主要技术参数见表6-2-4。

表6-2-4 破碎机主要技术特征表

设备型号 PCM132 破碎能力 (t/h) 800 配套转载机中部槽宽(mm) 680、724 电机功率 (kW) 132 电压等级 （v） 1140 (5) 顺槽可伸缩带式输送机选型

顺槽可伸缩带式输送机选择与采煤工作面顺槽长度相适应，小时运量应与采煤工作面生产能力相匹配，工作面运输能力为Q=700/h，则：

B?Q?K1Vrc700?0.93m

400?2.0?1.0?1式中：B——胶带宽度，m；

K1——货载截面系数，β=25°时，K1=400； v——输送机带速, v=2.0m/s； r——货载散集容重，取1.0t/m3；

c——输送机倾角系数，a=0～10°时，c=1。

顺槽可伸缩带式输送机选择与采煤工作面顺槽长度相适应，小时运量应与采煤工作面生产能力相匹配，设计采用SSJ1000/2×125型可伸缩带式输送机，其主要技术特征见表6-2-5。

表6-2-5 可伸缩带式输送机主要技术特征表

设备型号 SSJ1000/2×125 输送量 (t/h) 700 输送长度 带速 (m) (m/s) 1100 24 带宽 (mm) 1000 电机功率(kW) 125×2 电压等级 （v） 1140 2.0

四、工作面顶板管理方式及支护设备选型 工作面顶板管理方式采用全部垮落法。 支架支护强度计算：

a. 根据回归经验计算支护强度：

qn＝9.768KM0.21γ2×10-3 式中：

qn——支护强度，MPa； K——备用系数，1.3；

M——煤层最大厚度，取5.34m； γ2——顶板岩石容重，取26kN/m3。

qn＝9.768×1.3×5.340.21×26×10-3＝0.47MPa

根据实测数据回归计算放顶煤支架的支护强度为0.47 MPa。 b. 按估算法确定支架支护强度

g＝Kd（g冒＋g顶） 式中：

g——支架支护强度，kN/m2； Kd——动载系数，取1.6；

g冒——冒落带自重应力，g冒＝γ1h；

g冒＝Mγ1/(δ－1) ＝3×26/(1.25－1) ＝260kN/m2 γ1——上覆岩层容重，26kN/m3； M——工作面采高m，3m； δ——岩石初期碎胀系数，1.25；

g顶——顶煤自重应力，g顶＝Mdγ2；

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g顶＝7.5×1.47×9.8＝108.05kN/m2 Md——放顶煤厚度，2.34m。

g＝1.5×（260＋108.05）＝588.88kN/m2＝0.59MPa 根据估算法计算支架支护强度为0.59MPa。

通过上述两种方法计算，取其最大者为0.59MPa，即要求所选液压支架支护强度应不低于0.59MPa的顶板荷载。

根据支护强度计算结果，选用ZF6800/1.8/3.3型液压支架，其主要技术参数见表6—2—6。

表6-2-6液压支架技术特征表

型号 ZF6800/18/33 工作阻力 (kN) 6800 初撑力 (kN) 6180 支护高度 (mm) 1800-3300 支护宽度 (mm) 1500 支护强度 (MPa) 0.86-0.9 重量 （t） 21.5 端头支护设计选用ZFG9600/25/38型放顶煤过渡支架。

顺槽超前支护选用DZ35型单体液压支柱和π型钢顶梁（L=4.0m）支护，一梁四柱，间排距均为1.0m。距顺槽口前10m，排距为1，柱距为0.5m，后10m间排距均为1m，超前支护距离20m。

五、工作面回采方向及超前关系

工作面回采方向采用后退式，相邻工作面间采用前进式顺序开采。 六、工作面长度、首采工作面特征及年推进度 1．采煤工作面长度及采高

根据8+10号煤层厚度和开采技术条件，结合矿井设计生产能力，确定综采放顶煤工作面长度为180m，机采高度3.0m，放顶煤高度2.34m，采放比1∶0.78。

2．采煤工作面循环数、年推进度

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工作面的产量和效率是随着工作面长度的增加而提高，加大工作面长度不仅减少了准备和回采的工程量，而且也相对减少了端头、进刀等辅助作业时间，保证工作面安全高效；推进长度的提高，减少了搬家倒面次数，为工作面连续稳定生产创造了条件。根据《煤炭工业矿井设计规范》，结合本矿技术、管理水平等因素，确定工作面长度均为180m，工作面工作制度均为“四六制”，三班生产、一班准备。8+10号煤层采高3.0m、放顶煤高度2.34m，循环进度0.60m，日循环6个，月进度108m，按80%的正规循环率，年进度950m。

七、工作面回采工艺

工作面采用“二采一放”追机作业，放煤步距1.2m。工作面回采工艺为：机组端头斜切进刀→采煤机割煤→移架→推移前刮板输送机→移后刮板输送机→割煤→移架→推移前刮板输送机→放顶煤→移后刮板输送机，工作面采用间隔多轮循环放煤方式。

工作面主要设备配备见表6-2-7。

表6-2-7工作面主要设备一览表 序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11

设备名称 采煤机 刮板输送机 放顶煤液压支架 过渡支架 单体液压支柱 π型钢顶梁 转载机 破碎机 可伸缩带式输送机 乳化液泵站 喷雾泵站 型 号 MGTY250/600-1.1D SGZ764/320 ZF6800/18/33 ZFG9600/25/38 DZ35 L=4.0m、L=3.0m SZZ764/160 PCM132 SSJ1000/2×125 BRB200/31.5 BQW315/16M 27

单位 数量 台 台 架 架 根 根 台 台 台 套 套 1 2 114 6 180 72 1 1 1 1 1 备 注

14 15 16 煤层注水钻机 煤层注水泵 探水钻 MYZ-150 5D-2/150 MYZ-200 台 台 台 1 1 1 八、回采率

一般影响采区回采率的因素有：采区隔离煤柱损失，区段煤柱及顺槽顶煤损失，无法布置工作面开采的边角煤损失等。根据上述因素及已确定的工作面回采率，考虑巷道煤柱回收60%后，一采区的回采率计算如下：

一采区回采率＝1－（采煤工作面加权损失率＋采区隔离煤柱损失率＋区段煤柱损失率＋边角煤损失率）

式中：采煤工作面加权损失率＝放顶煤损失率＋采煤损失率 ＝（2.5×0.07＋2.68×0.15）/5.18＝0.111

采区隔离煤柱损失率＝隔离煤柱面积/盘区总面积＝0.026 区段煤柱损失率＝区段煤柱面积/区段总面积＝0.07 边角煤损失率＝采区内边角煤面积/采区总面积＝0.02 故一采区回采率＝76%

从以上计算可以看出，采区回采率可以达到75%的政策规定目标。

第三节 采区布置

一、采区布置方式 1．采区巷道布置

首采区选择8+10号煤层一采区，垂直于大巷布置回采工作面，运输顺槽、回风顺槽均沿10号煤层底板布置，运输顺槽直接与输运巷相连，回风顺槽直接与回风巷相连，均通过顺槽联络巷与轨道巷相连，形成采区运输、通风、排水等系统。

2．采区开采顺序

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