安全专篇设计变更Word文件下载.docx
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2型强力胶带输送机,安装架空乘人器,铺设消防洒水、压风管路与通讯电缆。
副立井(原西竖井):
位于井田西部,担负全矿矸石、小型材料、设备的辅助提升任务,设梯子间,同时兼做入风井和安全出口。
井筒净直径3.8m,净断面11.3m2,井筒垂深301m,采用锚网喷浆支护,支护厚度120mm。
井筒内装备3.8m3罐笼,铺设排水管路与动力电缆。
回风立井(原东竖井):
位于井田东部,担负全矿回风任务,设梯子间,同时做矿井安全出口。
井筒净直径3.6m,净断面10.2m2,井筒垂深210m,采用锚网喷浆支护,支护厚度120mm。
二、通风系统、通风设备与风量变更
1、通风系统变更
原设计采用中央分区抽出式通风方式,东立井、西立井进风,回风斜井回风。
变更为:
采用中央分列抽出式通风方式,主斜井、副立井(西立井)进风、回风立井(东立井)回风。
井下进、回风巷道与原设计相同(运输下山进风、轨道下山回风)。
2、通风设备变更
原设计在回风斜井井口安装BK40-6-№16型轴流通风机二台,电机功率2×
55KW,一台工作,一台备用。
在回风立井(东立井)井口安装FBCDZ-6-№16型轴流通风机二台,电机功率2×
75KW,一台工作,一台备用。
3、矿井风量、负压与等积孔变更
根据原设计矿井风量计算可知:
矿井前、后期总用风量均为36.32m3/s,矿井总负压:
h最小=161Pa;
h最大=229.61Pa。
通风系统和回采工艺改变后,矿井风量、负压与等积孔计算如下:
(一)矿井通风风量计算与分配
1、矿井通风风量计算
根据《煤矿安全规程》第一百零三条规定,矿井需要的风量按下列要求分别计算,并取其中的最大值。
(1)按井下同时工作的最多人数计算
Q矿=4NK矿
式中:
Q矿—矿井总需风量,m3/min;
4—每人每分钟供风标准,m3/min;
N—井下同时工作的最多人数,取50人;
K矿—矿井通风系数,取K矿=1.20。
Q矿=4×
50×
1.2=240.0(m3/min)=4.0(m3/s)
(2)按采煤、掘进、硐室与其它地点实际需风量的总和计算
Q矿=(∑Q采+∑Q掘+∑Q峒+∑Q它)×
K矿
∑Q采—各采煤工作面实际需风量总和,m3/min;
∑Q掘—各掘进工作面实际需风量总和,m3/min;
∑Q峒—独立通风硐室实际需风量总和,m3/min;
∑Q它—除采掘硐室外其它需风量总和,m3/min。
采煤工作面需风量计算
a、按瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算:
Q采=100(67)×
q采×
Kc
Q采—采煤工作面需要风量,m3/min;
q采—采煤工作面绝对瓦斯(或二氧化碳)涌出量,m3/min;
经计算得采煤工作面的绝对瓦斯涌出量为2.94m3/min,绝对二氧化碳涌出量为5.8m3/min;
Kc—工作面因瓦斯(或二氧化碳)涌出不均匀的备用风量系数,取1.5。
瓦斯:
Q采=100×
2.94×
1.5=441.0(m3/min)
二氧化碳:
Q采=67×
5.80×
1.5=560.8(m3/min)
b、按工作面温度计算:
Q采=60×
VC×
SC×
Ki
VC—回采工作面适宜风速,取1.5m/s;
SC—回采工作面平均有效断面,按实际采高2.6m,最大和最小控顶有效断面的平均值计算,取10.6m2;
Ki—工作面长度系数,取1.2。
Q采=60×
1.5×
10.6×
1.2=1144.8(m3/min);
取Q采=1145(m3/min);
c、按工作人员数量计算
Q采=4nc
4—每人每分钟应供给的最近风量,m3/min;
nc—采煤工作面同时工作的最多人数,人。
Q采=4×
20=80(m3/min)
d、按风速验算
根据《煤矿安全规程》规定,回采工作面的最低风速为0.25m/s,最高风速为4m/s的要求进行验算。
即回采工作面风量应满足:
15×
Sc≤Q采≤240×
Sc;
即:
159≤Q采≤2544
根据上述计算,按工作面温度计算时为风量最大,且满足风速要求,故设计采煤工作面需风量为:
∑Q采=1145m3/min
掘进工作面风量计算
a、按工作人员数量计算
Q掘=4nj
nj—掘进工作面同时工作的最多人数,人
Q综掘=4×
9=36(m3/min)
Q普掘=4×
8=32(m3/min)
b、按瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算:
Q掘=100(67)×
q掘×
Kd
Q掘—掘进工作面实际需风量,m3/min;
q掘—掘进工作面绝对瓦斯(或二氧化碳)涌出量,m3/min;
经计算得综掘工作面的绝对瓦斯涌出量为0.47m3/min,绝对二氧化碳涌出量为0.92m3/min;
普掘工作面的绝对瓦斯涌出量为0.18m3/min,绝对二氧化碳涌出量为0.37m3/min;
Kd—工作面因瓦斯(或二氧化碳)涌出不均匀的备用风量系数,综掘面取1.8,普掘面取2.0。
综掘面实际需风量为:
Q综掘=100×
0.47×
1.8=84.6(m3/min)
Q综掘=67×
0.92×
1.8=111.0(m3/min)
普掘面实际需风量为:
Q普掘=100×
0.18×
2.0=36.0(m3/min)
Q普掘=67×
0.37×
2.0=50.0(m3/min)
c、按炸药使用量计算
Q掘=25Aj
Aj—掘进工作面一次使用的最大炸药量,kg
Q掘=25×
6.0=150m3/min
d、按局部通风机吸风量计算
Q掘=Qf×
I×
Kf
Qf—掘进面局部通风机额定风量,m3/min;
I—掘进面同时运转的局部通风机台数,台;
Kf—为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数,取1.2。
本设计配备两个掘进工作面:
均采用KDF-15型局扇供风,其额定风量为200m3/min。
Q综掘=200×
1×
1.2=240m3/min
Q普掘=200×
根据《煤矿安全规程》规定,煤与半煤岩巷掘进工作面的最低风速为0.25m/s,最高风速为4m/s的要求进行验算。
即掘进工作面风量应满足:
Sc≤Q掘≤240×
Sc
根据上述计算,按局部扇风机吸风量计算时为风量最大,且满足风速要求,故设计掘进工作面总需风量为:
∑Q掘=200+200=400m3/min
硐室需风量计算
井下独立通风硐室为轨道下山绞车硐室与水泵房、变电所硐室,所需风量为:
绞车硐室:
Q绞=60m3/min
水泵房硐室:
Q水=90m3/min
变电所硐室:
Q电=60m3/min
则ΣQ硐=(Q绞+Q水+Q电)=180m3/min
其它巷道需风量计算
按采煤、掘进、硐室风量总和的3%进行计算。
∑Q它=(1145+400+180)×
0.03=51.75m3/min
取∑Q它=52.0m3/min
经计算,矿井总需风量为:
Q矿=(1145+400+180+52)×
1.2=2132.4m3/min=35.54m3/min,
取Q矿=36.0(m3/min)
2、矿井风量分配
主井井筒:
22m3/s
副井井筒:
14m3/s
高档工作面:
20m3/s
综掘工作面:
4m3/s
普掘工作面:
1.5m3/s
变电所:
1.0m3/s
其它:
4.0m3/s
(二)通风负压计算
矿井主要通风阻力线为:
由主斜井入风,回风斜井回风。
风流流向为:
主斜井→主井车场与集中运输巷→运输下山→运输顺槽→工作面→回风顺槽→回风下山→集中回风巷→回风立井→地面。
通风阻力计算公式如下:
hi-井巷摩擦阻力,pa;
αi-井巷摩擦阻力系数;
pi-井巷净周长,m;
Li-井巷长度,m;
Si-井巷净断面积,m2;
Qi-井巷中通过的风量,m3/s。
h通=h摩+h局
h通-通风负压,pa;
h摩-摩擦阻力,pa;
h局-局部阻力,pa;
按摩擦阻力的10%计算。
经计算,矿井通风容易和困难时期的通风阻力分别为:
hmin=165.02pa
hmax=756.41pa
详见矿井通风阻力计算表,表5-2-1、表5-2-2。
3、等积孔计算
矿井通风的等积孔是衡量矿井通风难易程度的重要参数,其反映井巷或矿井通风阻力和风量的定量关系,按下式计算:
Ai—各通风系统的等积孔,m2;
Qi—各通风系统的风量,m3/s;
Hi—各通风系统的通风负压,Pa。
通风容易时期(后期)等积孔为:
3.33m2
通风困难时期(前期)等积孔为:
1.56m2
根据以上计算结果,矿井初期和后期通风等积孔分别为1.56m2和3.33m2。
从前、后期的等积孔数值看,前期属通风中等难度矿井、后期属通风容易矿井。
矿井目前已在立风井(东竖井)井口安装2台FBCDZ-6-№16型轴流通风机,电机功率2×
75KW,一台工作,一台备用,工作风量范围Q扇:
30—50m3/s,工作风压范围H扇:
300—800Pa。
经验算,该风机完全满足变更后矿井通风要求。
三、运输系统变更
1、主提升:
原设计东竖井、西竖井作为矿井主提升井,采用绞车箕斗提升,负担矿井主提升任务。
前期东竖井最大提升能力180kt/a,后期双井最大提升能力448kt/a。
斜井作为矿井主提升井,主斜井安装DX1000/90×
2型强力胶带输送机提升,提升能力为250~300t/h。
按年生产330d,日提升16h,提升能力可以满足矿井设计生产能力。
2、辅助提升:
原设计中辅助运输系统为斜井矿车提升,斜井安装JK1600×
1200型提升机。
主斜井作为矿井主提升井,安装大倾角皮带,负担提升原煤。
在另一侧安装架空乘人器,在架空乘人器下方铺设24型轨道,轨距600mm,负责运输采煤机、液压泵、移动变电站、滑移支架等较大型设备任务,使用原有JK1600×
副立井(西竖井)采用罐笼提升,安装2JK-2
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