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某煤矿开发利用方案(修改)(9)

来源:网络收集 时间:2025-09-21
导读: ***煤矿(扩能)开发利用方案 式中:Q采-采煤工作面需风量,m3/min; q采—采煤工作面绝对瓦斯涌出量,根据瓦斯等级鉴定报告提供的资料,取 0.21m3/min; Kc—采煤工作面因瓦斯涌出不均匀的备用系数,取2 Q采=10

***煤矿(扩能)开发利用方案

式中:Q采-采煤工作面需风量,m3/min;

q采—采煤工作面绝对瓦斯涌出量,根据瓦斯等级鉴定报告提供的资料,取

0.21m3/min;

Kc—采煤工作面因瓦斯涌出不均匀的备用系数,取2 Q采=100×0.21×2=42m3/min=0.7m3/s

按工作面温度计算 Q采=60Vc×Sc×Ki

式中:Vc-采煤工作面适宜风速,取1.0m/s;

Sc-回采工作面平均有效断面,取5.81m2 Ki-工作面长度系数,取0.9

Q采=60×1.0×5.81×0.9=313.74m3/min=5.23m3/s 工作面按炸药使用量计算 Q采=25Ac

式中:Ac-采煤工作面一次使用最大炸药量,取9Kg

Q采=25×9=225m/min=3.75m/s 取:Q采=313.74m3/min=5.23m3/s; 按风速验算

15×Sc≤Q采≤240×Sc 15×Sc=15×4.8=72<Q采 240×Sc=240×4.8=1152>Q采

故Q采=313.74m3/min=5.23m3/s,满足要求。 ②掘进工作面需风量计算

按瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算 Q掘=100×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涌出量,m3/min;根据瓦斯等级鉴定报告提供的资料,取0.1m3/min

Kd—掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用系数,取2 Q掘=100×0.1×2=20m3/min=0.34m3/s

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3

3

***煤矿(扩能)开发利用方案

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,取14 Q掘=4×14=56m3/min; 按炸药使用量计算

Q掘=Aj·b/(t·c)

式中 Aj:掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量,取5kg;

b:每公斤炸药爆破后生成的当量CO的量,取0.1m3/kg; t:通风时间,一般不少于20min即1200s,取1200s。

c:爆破经通风后,允许工人进入工作面的CO浓度,一般取c=0.002%。

故 Q掘=5×0.1/(1200×0.0002)=2.08 (m3/s)

按局部通风机吸风量计算

Q掘=Qf×I×kf

式中 Qf:掘进工作面局部通风机额定风量,取Qf=3m3/s;

I:掘进工作面同时运转的局部通风机台数,取1台; kf:为防止局扇吸循环风的风量备用系数,取1.34。

故 Q掘=3×1×1.34=4.02(m3/s) 取:Q掘=241m3/min=4.02(m3/s)

按风速验算

9×Sj≤Q掘≤240×Sj

式中:Sj—掘进工作面巷道过风断面,取4.4m2 9×Sj=9×4.4=39.6m3/min <Q掘 240×Sj=240×4.4=1056m3/min 故Q掘=241m3/min,满足要求。 ③硐室需风量

根据该矿开拓及采区布置,ΣQ硐取1m3/s; ④井下其它巷道需风量

Q其它=(ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐)×10%

=(5.23+4.02+1)×10%=1.03

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***煤矿(扩能)开发利用方案

⑤矿井实际需风量

Q=(ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ其他).K矿

Q=(5.23+4.02×2+1+1.03)×1.25=19.13m3/s ⑥矿井风量重新分配 矿井需风量Q=20m3/s 。

Q采=7m3/s,Q掘=4.5×2=9m3/s,Q硐=2m3/s , Q其它=2m3/s 经计算后,矿井总风量确定为20m3/s。

根据设计规范,小型煤矿只计算矿井通风困难时期的通风阻力。其阻力计算详见下表。

矿井通风困难时期阻力计算表 巷道名称 运输 砌碹 金支 锚喷 金支 单体 金支 锚喷 金支 金支 砌碹 巷道长度 (m) 458 150 330 980 80 884 50 360 40 20 净断面 (m) 6.5 6.5 5.3 4.1 3.4 4.1 6.5 4.8 4.8 4.8 2净周长 序号 1 主斜井 2 运输石门 3 4 5 6 7 8 9 10 风阻系数 风阻 24N.s/m× (Pa) 43(m) 10 m/S N.S2/m8 m/S 9.8 80 0.131 8 8.37 1.23 9.8 120 0.064 16 16.44 2.46 9.2 7.6 6.6 7.6 9.8 8.8 8.8 8.8 100 120 450 120 100 120 120 80 0.204 1.297 0.605 1.170 0.018 0.344 0.038 0.013 12 7 7 7 20 20 20 20 29.37 2.26 63.54 1.71 29.62 2.06 57.32 1.71 7.14 3.08 137.50 4.17 15.28 4.17 5.09 4.17 风量 风压 风速 副斜井 采面运输巷 采面切眼 采面回风巷 井底车场 回风下山 回风斜井 引风道 小计 局部阻力 合计 369.67 按局部阻力10% 36.97 406.63 经计算矿井总阻力h难=406.63Pa (3)等积孔计算 公式:A=1.19Q/h

式中:A——矿井等积孔,m2; Q——矿井总风量,m3/s; h——负压,Pa。

矿井通风困难时期等积孔:

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***煤矿(扩能)开发利用方案

A=1.19×Q/

hmax=1.19×20/406.63=1.18(m2)

从上述计算看出,矿井在通风困难时期为中阻力矿井,为此,应加强矿井通风设施的管理,特别是设置风门和密闭,减少漏风,合理配风,同时加强对通风巷道的维修工作。

2、设计依据

根据矿井风量计算结果:

1)困难时期最大风量: Qk=20m3/s 2)最大负压:h难=406.63pa 3)主扇选型计算 通风机需要的风量

通风机的工作风量,需要适当考虑加入外部漏风量。 Qf=1.05 Qk =1.05×20m3/s=21m3/s 通风机需要的风压 Hfmax =h难+hn

Hfmax =h难+80=406.63+80=486.63pa

式中:hn—通风困难时期与通风机反向的自然风压,Pa;取80 配备电机功率

输出功率: N2= Hfmax×Qf/1000=486.63×21/1000=10.22kw 电动机输出功率:

Ne2=N2×K×Ke/(ηt×ηe)=10.22×0.93×1.15/(1 ×0.9) =12.15kw

式中: N2---------困难时期的风流功率,kw

K---------空气密度校正系数, K=1.12/1.2=0.93 Ke--------电机容量备用系数 取1.15 ηt--------传动效率,取1.0 ηe--------电机效率, ηe =0.9

根据以上计算,选用YBK56-Ⅱ-6—№14防爆轴流式通风机两台,一台工作,一台备用。选用功率30kw、380v防爆电动机。风机在高效区范围内的风量12.5~33m3/S,静压145~800Pa。

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***煤矿(扩能)开发利用方案

(三) 开采崩落范围的确定

矿井在采掘过程中,由于井下开采,需加强对采空区而引起的地表塌陷灾害的防治,确定崩落范围。目前本矿尚无实际的岩石移动观测资料,参照类似矿区资料,采动下山移动角β取44度,上山移动角γ取63度,依此估算矿井开采结束沉降后地面崩塌面积约为0.525km2。详见矿区布置总平面图。

上述“岩移”参数及估算地面崩塌范围仅供参考。业主应积极创造条件进行采动“岩移”观测,积累资料,准确地预计采动地面崩塌范围。

(四)利用远景储量扩大矿井生产能力或延长服务年限的可能性

根据贵州省地质矿产勘查开发局一○六地质大队2006年8月提交的《贵州省***煤矿资源/储量核实报告》;截止于2005年12月,矿区范围内推断的内蕴经济资源量(333)351万吨,预测的资源量(334)?337万吨;本矿井设计利用储量263.14万t,可采储量193.59万t,设计生产能力为15万t/a,服务年限为9.2a,服务年限基本符合设计规范的要求;由于矿区内(334)?资源量较多,工程控制程度不够,为了减少矿井开采的风险,矿井在今后的生产过程中必须补做详查地质工作,提高资源量类别。对矿井资源补充控制工程则矿井延长服务年限是有可能的。

(五) 回采率

根据矿井煤层赋存,井田内主采C5、C6属薄煤层,C7、C8、C10、C12属中厚煤 …… 此处隐藏:1737字,全部文档内容请下载后查看。喜欢就下载吧 ……

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