初步设计修改风量计算及分配.docx
《初步设计修改风量计算及分配.docx》由会员分享，可在线阅读，更多相关《初步设计修改风量计算及分配.docx（9页珍藏版）》请在冰点文库上搜索。
初步设计修改风量计算及分配
2004年9月18日自治区煤炭工业管理局组织召开了《新疆呼图壁县东沟煤炭有限有限责任公司煤矿技术改造工程初步设计（代可研）》审查会议，会议对东沟煤矿的设计进行了评审，按审查会提出的意见，现将设计补充修改如下。
一、矿井开采范围
自2003年2月至今，矿井生产的采煤工作面在1600m～1658m水平间的B8煤层开采，走向范围：
设计混合提升斜井以东400m～700m。
所动用的地质储量约50.7万吨，采出的煤量约8万吨。
二、相关图纸
按照《煤炭工业五项设计编制内容》的要求，9万t/a的小型矿井在初步设计阶段可不设计运输系统图、井底车场图和采煤方法图。
三、井口间距
根据矿井设计斜风井的用途，经对设计风井周围情况的调查了解，设计将风井井口位置进行了调整，调整后斜风井井口座标如下：
X=4844374m,Y=m，满足《煤矿安全规程》进回风井口间距不小于30m的规定。
四、采区下山布置
按设计矿井的生产规模，B5煤层投产后，经计算该煤层的储量服务年限约36年，若集中布置采区下山，各区段均应设计运输和回风石门，因煤层倾角只有15度左右，石门较长，矿井投产和生产过程中井巷工程量大，掘进率高，井巷维护时间长，综合各方面因素考虑，设计分煤层布置采区下山是合理的。
五、煤层顶底板
地质报告未提供矿井全部煤层顶底板的物理力学性质，煤矿已承诺在建井期间将完成相关的测试工作。
六、利用的设备
设计利用的矿井已有设备设施均为现矿井生产期间可以正常使用的设备，设计要求所有利用的设备在矿井投产前均进行相应的技术测定，符合相关的安全和技术要求后方可投入新井生产。
七、矿井通风
（一）风量计算（含备用风量）及分配
1．矿井风量计算
（1）按井下同时工作的最多人数计算
Ｑ矿井＝４×Ｎ×Ｋ矿通 m3/min
式中 Ｎ——井下同时工作的最多人数，30人；
Ｋ矿通——矿井通风系数，取1.25。
Ｑ矿井＝４×30×1.25=150m3/min=2.5m3/s
（2）按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需风量总和计算
Ｑ矿井＝（ΣＱ采＋ΣＱ掘＋ΣＱ硐＋ΣＱ其他）×Ｋ矿通
Ａ．采煤工作面实际需风量
ａ．矿井CO2涌出量大于瓦斯涌出量，按CO2涌出量计算
Ｑ采＝100×ｑ瓦采×Ｋ采通 m3/min
式中 ｑ瓦采——采煤工作面CO2绝对涌出量；
ｑ瓦采＝ｑ瓦相对×Ａ/（24×60）＝5.28×439/（24×60）
＝1.61m3/min
式中ｑ瓦相对——CO2相对涌出量,最大5.28/t；
Ａ——回采工作面日产量，439ｔ。
Ｑ采＝100×1.61×2=322m3/min=5.36m3/s
K采通——CO2涌出不均匀的风量备用系数，取2。
ｂ．按采煤工作面温度计算
Ｑ采=Ｖ采×Ｓ采×Ｋi m3/s
式中 Ｖ采——回采工作面适宜风速，1.0m/s；
Ｓ采——回采工作面平均断面积，6.6㎡；
Ｋｉ——工作面长度系数，Ｋｉ＝0.8
Ｑ采=1.0×6.6×0.8≌5.28m3/s
ｃ．按炸药量计算
Q采=Aｃ×ｂ／（ｔ×ｃ）
=12×0.1/（20×0.02%）
=300m3/min
=5.0m3/s；
式中Q采——采煤面实际需要的风量，m3/s；
Aｃ——采煤工作面一次爆破的最大炸药量，12kg；
ｔ——通风时间，一般取20～30min；
ｂ——每公斤炸药爆破生成的当量CO的量，根据炸药爆破后的有毒气体国家标准取0.1m3/kg；
ｃ——爆破经通风后，允许工人进入工作面的CO浓度，一般取0.02%。
d．按回采工作面同时工作人数计算
Ｑ采=4×18＝72m3/s＝1.2m3/s
e．按风速进行验算
按最低风速验算：
Q采≥15×S采=15×6.6=99m3/min=1.7m3/s
按最高风速验算：
Q采≤240×S采=240×6.6=1584m3/min=26.4m3/s
根据上述计算结果，采煤工作面风量取5.36m3/s。
Ｂ．掘进工作面所需风量
ａ．按同时工作的人数计算
Ｑ掘＝４×N／60＝４×4/60＝0.26m3/s
ｂ．按局扇（DSF—5/11）的实际通风能力计算
Ｑ掘＝Ｑ局机×Ⅰ m3/s。
式中Ｑ局机——局部扇风机的通风量，242～157m3/min，负压310～3070Pa，取210m3/min；
Ⅰ——同时工作的扇风机台数，1台。
Ｑ掘＝210m3/min＝3.5m3/s
ｃ．按掘进工作面一次起爆最多炸药量计算
Q掘=Aｊ×ｂ／（ｔ×ｃ）
=5×0.1/（20×0.02%）
=125m3/min=2.08m3/s；
式中Q采——采煤面实际需要的风量，m3/s；
Aｃ——采煤工作面一次爆破的最大炸药量，5kg；
ｔ——通风时间，一般取20～30min；
ｂ——每公斤炸药爆破生成的当量CO的量，根据炸药爆破后的有毒气体国家标准取0.1m3/kg；
ｃ——爆破经通风后，允许工人进入工作面的CO浓度，一般取0.02%。
d．按风速进行验算
按最低风速验算：
Q掘≥15×S掘=15×6.6=99m3/min=1.7m3/s
按最高风速验算：
Q掘≤240×S掘=240×6.6=1584m3/min=26.4m3/s
根据上述计算结果，掘进工作面所需风量取3.5m3/s。
Ｃ．硐室所需风量
需独立通风的硐室有井下火药发放硐室、采区轨道下山绞车硐室：
火药发放硐室：
取1.0m3/s；
煤仓联络巷：
1.0m3/s；
轨道下山绞车硐室：
取1.0m3/s。
Ｄ．其他地点实际需风量
井底联络巷：
Ｑ其他取1.5m3/s。
则矿井总进风量：
Ｑ矿进＝（Ｑ采＋Ｑ掘＋Ｑ硐+Ｑ其他）×Ｋ矿通
＝（5.36+3.5+1.0×3+1.5）×1.25=16.7m3/s
取矿井总进风量为17m3/s。
２．矿井风量分配
采煤工作面风量：
7m3/s；
掘进工作面风量：
4m3/s；
煤仓联络巷：
1.0m3/s；
火药发放硐室：
1.5m3/s；
轨道下山绞车硐室：
1.5m3/s；
其它地点实际需风量：
2m3/s。
（二）矿井通风负压、等积孔计算
α×P×Ｑ２×Ｌ
计算公式 ｈ摩＝——————————×9.8Pa
Ｓ３
式中 α——井巷通风摩擦阻力系数；
P——巷道净周长，m；
L——井巷长度，m；
Q——通过井巷的风量，m3/s；
S——巷道净断面积，m2。
不同时期的通风负压计算见负压计算表。
通风等积孔计算：
计算公式：
A=1.19×Q/√hm2
式中Q——矿井风量，m3/s；
h——通风负压，Pa。
矿井通风最小负压时
A=1.19×17/√161.06 ＝1.59m2
采至下山三区段通风最大负压时
A=1.19×17/√404.51＝1.01m2
矿井局部通风阻力按总负压之和的10%计算。
矿井后期因通风线路长，通风阻力增大，计算结果表明本矿井属中等通风阻力的矿井。
八、采区轨道下山提升设备
轨道下山提升设备主要担负材料、炸药、雷管及设备等的升降任务。
每班下材料6次，炸药、雷管各一次，设备1次，下放乳化液1次，其它3次。
最大件设备重量1000kg，运送大件的平板车质量464kg，1t材料车质量511kg。
轨道下山倾角15°，斜长191m。
经计算，选用1台JBTT－800型单筒防爆绞车，其性能参数为：
D=800mmB=600mmVm=1.01m/sFj=14700N
与绞车配套的电动机选用JBRO250S－8防爆型，其性能参数为：
N=25kWU=380V/660Vn=727r/min
钢丝绳选用6×7－13－155型，其性能参数为：
d=13mmPk=0.6171kg/mQk=98000N
提材料时负荷最大，每钩最多串3辆材料车，钢丝绳的静张力最大为12965N；钢丝绳的安全系数为7.55。
九、监控与计算机管理
（一）安全监测
为防止掘进和采煤工作面发生瓦斯爆炸事故，设计在掘进工作面装设一套AK201C型甲烷风电闭锁装置，在采区工作面和回风顺槽各装设一套AK201B型甲烷断电仪。
AK201C型甲烷风电闭锁装置是一种防止掘进工作面和回风巷道瓦斯爆炸事故的先进、实用、安全、可靠的智能型多功能通风、瓦斯及动力设备的监控仪器。
它可连续监测掘进工作面及回风流中瓦斯浓度和掘进工作面局扇工作状态，在瓦斯超限时，实现声光报警及断电功能，在局扇停止工作时，实现断电闭锁；AK201B型甲烷断电仪可连续监测瓦斯浓度，在瓦斯超限时，实现声光报警及断电功能。
上述两装置均符合《煤炭安全规程》第一百六十九条：
“瓦斯传感器的报警浓度≥1.0%CH4，断电浓度≥1.5%CH4，复电浓度<1.0%CH4。
……”的要求。
（二）火灾束管监测系统
井下采用移动式制氮机为井下采空区注氮，根据《煤矿安全规程》第二百三十八条规定：
（四）有能连续监测采空区气体成分的监测系统。
设计选用可直接安装于井下KHY-3型火灾束管监测系统，利用该系统可自动巡回采样、分析和监测采空区的气体成份及变化规律，以保证采空区的注氮浓度。
（三）生产系统
由于生产系统设备较少，故采用按钮集中控制方式。
（四）绞车提升信号
绞车提升信号采用TXH—2型斜井提升信号装置，主机设在绞车房内，在井口及井底车场各设有一台隔爆信号箱。
此系统为矿用本质安全型，系统功能齐全，有可靠的安全保障，设有声光信号，数字记忆等功能，通讯为多水平双工对讲，双套装置互为备用，满足了《煤矿安全规程》各项要求，是煤矿绞车提升和井筒通信的安全可靠设备。
井下输送机控制及信号：
设计针对运输顺槽的刮板输送机选用了1台ZK-1型输送机通信信号控制装置，对运输石门大巷内的两台带式输送机选用2套KJH17经济型带式输送机监控装置，从而对井下带式输送机及刮板输送机实行集中控制和监测。
KJH17系统具有沿线急停、跑偏、堆煤、打滑、纵撕、温度、烟雾、自动灭火洒水等多种检测保护功能，连接简便，能准确识别故障性质和位置。
十、经济部分
详见设计概算投资及审查后调整表。
设计概算投资及审查后调整表
项目
井巷工程
Forpersonaluseonlyinstudyandresearch;notforcommercialuse
建筑工程
设备购置
安装工程
其他费用
预备费
工程煤
回收
铺底流动资金
贷款
利息
总投资
吨煤
投资
（元/t）
设计概算
810.57
164.89
643.2
353.69
96.99
144.85
-135.25
24
30
2132.94
236.99
审查后
870.47
164.89
643.2
353.69
122.76
150.85
-135.25
24
32
2226.61
247.4
投资增减
+59.9
+0.00
+0.00
+0.00
+25.77
+6.0
-0.00
+0.0
+2.0
93.67
+10.4
本概算投资调整表依据自治区煤炭工业管理局组织的《新疆呼图壁县东沟煤矿初步设计（代可研）》审查会的专家意见进行调整。
⑴井巷工程中增加劳动保险费；
⑵其他费用中，增加生产人员培训费，生产家俱购置费，工程招投标费，维修费，工程保险费；
⑶其余问题均按照专家提出的意见进行了修改。
仅供个人用于学习、研究；不得用于商业用途。
Forpersonaluseonlyinstudyandresearch;notforcommercialuse.
NurfürdenpersönlichenfürStudien,Forschung,zukommerziellenZweckenverwendetwerden.
Pourl'étudeetlarechercheuniquementàdesfinspersonnelles;pasàdesfinscommerciales.
толькодлялюдей,которыеиспользуютсядляобучения,исследованийинедолжныиспользоватьсявкоммерческихцелях.
以下无正文
升级会员 