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    XX磷矿通风系统改造设计说明书.doc

    • 资源ID:3890315       资源大小:831.50KB        全文页数:75页
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    XX磷矿通风系统改造设计说明书.doc

    XX市XX乡XX磷矿通风系统改造设计说明书院 长:总工程师 :项目负责人:工程编号:XX省煤炭设计研究院目 录前 言1第一章 基本情况2第二章 通风设计4第一节 自然风压计算4第二节 通风系统、总风量及总阻力计算5第三节 通风设备选择12第四节 通风设施、设备16第五节 供电电源、供电负荷17第六节 风井配电18第七节 矿井反风及掘进通风19第八节 通风管理、防止漏风和降低风阻措施19第三章 投资估算及工期20第一节 投资估算20第二节 工期22附图:1、XX市XX乡XX磷矿XX矿段通风系统示意图;2、XX市XX乡XX磷矿XX矿段通风系统示意图;3、XX市XX乡XX磷矿XX矿段通风系统示意图;4、XX市XX乡XX磷矿采掘工程平面图(采用)前 言XX市XX乡XX磷矿为集体企业,矿区资源较丰富,现保有磷矿石资源/储量可供矿山开采约10年。该矿山现同时在XX、XX和XX北端等3处矿段进行开采,总生产规模约为200kt/a,均采用阶梯平硐开拓方式,分段崩落采矿法开采,目前各矿段均采用自然通风。磷矿在生产过程中,井下作业人员需要呼吸新鲜空气;放炮作业会产生大量有毒、有害气体和粉尘,矿井内空气的湿度、温度也会发生变化,这些不利因素对井下职工的安全和健康构成极大的威胁。自然通风不能保证井下风流连续、稳定,必须采用机械通风方式不断地向井下供给稳定的足够数量的新鲜空气,保证作业人员正常呼吸,稀释和排出各种有毒有害气体,调节气候条件,确保作业地点良好的空气质量,创造一个安全、舒适的生产环境,保证矿工安全和健康。根据“川安办2007 42号”文关于印发<XX省金属非金属地下矿山机械通风专项治理工作主要内容检查验收标准>的通知的要求,XX磷矿特委托我院进行通风系统改造设计。接受委托后,我院派出专业人员到矿现场踏勘并收集设计相关资料,并会同该矿领导和有关技术人员对设计方案进行了研讨,于2007年8月完成了该项设计工作。一、设计依据1、委托书;2、中华人民共和国矿产资源法;3、金属非金属矿山安全规程 GB 16423-2006;4、采矿工程设计手册;5、“川安办2007 42号”文关于印发<XX省金属非金属地下矿山机械通风专项治理工作主要内容检查验收标准>的通知;6、XX市XX乡XX磷矿提供的相关资料。二、设计指导思想和原则1、每个独立的系统设置一台独立的主要通风机。有针对性的完善井下通风设施。保证风流稳定、畅通、按需分配。2、充分利用各矿段现有井筒和巷道,因地制宜,尽量减少为通风系统改造服务的新掘井巷工程量,节约通风系统改造投资额;3、符合金属非金属矿山安全规程中关于通风方面的规定。三、设计简况本设计的目的是使该矿XX矿段、XX矿段、XX北端矿段由目前的自然通风改为机械通风,形成完善和独立的通风系统。按该矿各矿段目前生产的实际开采状况设计各矿段通风系统,现简要叙述如下:(一)XX矿段(即980系统,包括XX系统和XX南端系统)XX系统:由+980m平硐和+986m平硐进风,+1020m回风平硐回风;XX南端系统:由+980m(XX南端)平硐进风和+1077m平硐进风,+1038m水平回风;(二)XX矿段(XX北端)990m平硐和1020m(XX北端)平硐进风,1068m回风平硐回风;(三)XX矿段(包括1198系统和1250系统):1198系统:+1198m平硐进风,+1260m回风平硐回风;1250系统:+1250m平硐进风,+1320m回风平硐回风。四、存在问题及建议本设计是以目前采掘状况为依据进行设计的,在风量计算、通风设备选型等方面留有富余系数。当开采到矿段后期,因风程太远,风量、风速达不到规定标准时,应重新进行风机选型设计。第一章 基本情况第一节 交通位置及供电情况一、交通位置XX磷矿位于XX省XX市XX乡湔沟村,距汉旺镇14km,距XX市27km,距德阳市60km,有一、二级水泥公路相通,汉旺镇德阳市有德汉铁路与宝成铁路相连,交通较方便(见图1-1-1交通位置图)。矿区中心地理坐标:东经104°0454,北纬31°3156。王家坪磷矿1-1-1 交通位置图二、气候区内气温温暖潮湿,雨量充沛,属暖温带潮湿型气候。年降雨量973.11131.8mm,潮湿系数1.21.3,蒸发量911.21054.3mm,雨季一般在610月之间,多集中于79,约占全年总降雨量的58.883.8%,12月至次年5月为旱季,年最高气温30,最低气温-10左右,高山区有短期积雪。三、供电矿井由3回10kV电源线路供电:分别由汉旺35kV变电站和本矿水电站(一级和二级水电站:装机4台、总容量1960kW)经架空线路(LGJ-95/28km)和(LGJ-50/1km)输送供至+980m井(XX)变电所;另增设1回由青明变电所经架空线路(LGJ-35/0.4km)供至+980m井(XX南端)变电所。矿井设四座10/0.4kV变电所:其中现有三座10/0.4kV变电所:1)+980m井(XX)变电所,2)+990m井(XX北)变电所,3)+1250m及+1198m井变电所;另增设+980m(XX南端)变电所。第二节 采掘生产现状及矿段通风存在的主要问题XX磷矿现有三个矿段五套相对独立的生产系统,情况如下:(一)XX矿段(980系统)XX系统:阶梯平硐开拓,现有3个中段在生产,开采+960m中段、+920m中段和+880m中段,有3个采矿工作面,3个掘进工作面,设计生产能力80kt/a;XX南端系统:阶梯平硐开拓,现有2个中段在生产,开采+980m中段和+1038m中段,有2个采矿工作面,1个掘进工作面,设计生产能力40kt/a;(二)XX矿段(XX北端)阶梯平硐开拓,现有2个中段在生产,现开采+990m中段和+1020m中段,有2个采矿工作面,3个掘进工作面,设计生产能力30kt/a;(三)XX矿段1198系统:平硐开拓,现有2个中段在生产,开采+1220m中段和+1240m中段,有3个采矿工作面(另有一个准备工作面),1个掘进工作面,设计生产能力30kt/a;1250系统:平硐开拓,现有1个中段在生产,开采+1250m中段,有1个采矿工作面,设计生产能力20kt/a。由于未形成矿段通风系统,各采矿工作面落矿和巷道掘进均是放炮作业,放炮后,炮烟流向紊乱,久久不能散去,严重污染了生产环境,延误了作业时间,使作业人员身体受到了伤害,也给安全生产带来了重大隐患。因此,改自然通风为机械通风,是保证矿井安全生产的一项重要举措。第二章 通风系统设计第一节 自然风压计算XX磷矿现有三个矿段五套相对独立的生产系统,各系统进、回风井口标高情况如下:(一)XX矿段(980系统)1、XX系统:+由980m平硐和+986m平硐进风,+1020m回风平硐回风,井口最大高差40m;2、XX南端系统:+980m(XX南端)平硐进风和+1077m平硐进风,+1038m水平回风,井口最大高差97m。(二)XX矿段(XX北端)+990m平硐和+1020m(XX北端)平硐进风,1068m回风平硐回风,井口最大高差78m。(三)XX矿段:1、1198系统:+1198m平硐进风,+1260m回风平硐回风,井口最大高差62m;2、1250系统:+1250m平硐进风,+1320m回风平硐回风,井口最大高差70m。XX磷矿各系统井口最大高差均低于150m,根据采矿设计手册,本次设计不考虑自然风压的影响。第二节 通风系统、总风量及总阻力计算一、通风系统及通风方式(一)XX矿段(980系统):1、XX系统:根据XX系统开拓布置情况,矿井通风系统为边界式,通风方式为抽出式。掘进工作面采用局部通风机压入式通风。由于井下无瓦斯等可燃及有毒有害气体,掘进工作面与采矿工作面的风路可以串联。按XX系统目前各生产中段的实际开采状况,由+986m平硐进风,+1020m平硐设为回风平硐。2、XX南端系统:根据XX南端系统开拓布置情况,矿井通风系统为边界式,通风方式为抽出式。掘进工作面采用局部通风机压入式通风。由于井下无瓦斯等可燃及有毒有害气体,掘进工作面与采矿工作面的风路可以串联。按XX南端系统目前各生产中段的实际开采状况,分别由+980m平硐和+1077m平硐进风,+1038m平硐设为回风平硐。(二)XX矿段(XX北端)根据XX矿段开拓布置情况,该矿段为双中段平硐一翼进风,由1个出风平硐抽出,矿井通风系统为边界式,通风方式为抽出式。掘进工作面采用局部通风机压入式通风。由于井下无瓦斯等可燃及有毒有害气体,掘进工作面与采矿工作面的风路可以串联。按XX矿段目前各生产中段的实际开采状况,分别由+990m平硐和+1020m平硐进风,+1068m平硐设为回风平硐。(三)XX矿段(包括1198系统和1250系统)1、1198系统:根据XX矿段1198系统开拓布置情况,该系统为一中段平硐一翼进风,由1个出风平硐抽出,矿井通风系统为中央式,通风方式为抽出式。掘进工作面采用局部通风机压入式通风。由于井下无瓦斯等可燃及有毒有害气体,掘进工作面与采矿工作面的风路可以串联。按1198系统目前各生产中段的实际开采状况,分别由+1198m平硐进风,+1260m平硐设为回风平硐。2、1250系统:根据XX矿段1250系统开拓布置情况,该系统为一中段平硐进风,由1个出风平硐抽出,矿井通风系统为中央式,通风方式为抽出式。掘进工作面采用局部通风机压入式通风。由于井下无瓦斯等可燃及有毒有害气体,掘进工作面与采矿工作面的风路可以串联。按1250系统目前各生产中段的实际开采状况,分别由+1250m平硐进风,+1320m平硐设为回风平硐。二、风井数目、位置、服务范围及服务时间(一)XX矿段(980系统)1、XX系统:XX系统在生产期间均利用+1020m中段平硐做主回风平硐(井口坐标X=3489450,Y=35411937,Z=+1020m),服务年限10年左右。2、XX南端系统:XX南端系统在生产期间均利用+1077m中段平硐做主回风平硐(井口坐标X=3489422,Y=35411479,Z=+1031m),服务年限5年左右。(二)XX矿段(XX北端):XX矿段在生产期间均利用+1068m中段平硐做主回风平硐(井口坐标X=3490009.9,Y=35411615.6,Z=+1068m),服务年限5年左右。(三)XX矿段(包括1198系统和1250系统):1、1198系统:1198系统在生产期间均利用+1260m中段平硐做主回风平硐(井口坐标X=3490770,Y=35412440,Z=+1310m),服务年限6年左右。2、1250系统:1250系统在生产期间均利用+1320m中段平硐做主回风平硐(井口坐标X=3490924,Y=35412821,Z=+1320m),服务年限3年左右。三、各矿段(系统)总风量、总阻力计算依据金属非金属矿山安全规程(GB164232006)第6.4.1.5条规定和采矿工程设计手册,各矿段风量计算如下:XX矿段(980系统)A、XX系统:该系统按照3个采矿工作面、3个掘进工作面、80kt/a设计生产能力进行计算。(一)总风量计算1、按井下同时工作的最多人数需要风量计算Q=4NK式中:N井下同时工作的最多人数,人; 4每人每分钟供风标准,m3/min.人; K风量备用系数,取1.4;Q=4×50×1.4 =280 m3/min =4.7m3/s2、按柴油拖拉机吸入风量计算:Q=qN/60式中:N同时工作系数;q井下柴油机总功率,取12×18×0.735158.76,kW;Q158.76×0.8×4/608.5m3/s3、按用风地点实际需风量计算矿井需风量按下式计算:Q矿=K×(Q采+Q掘+Q硐+Q其他)(式2-2-1)式中 Q矿矿井需风量总和,m3/min;Q采采矿工作面实际需风量总和,m3/min;Q掘掘进工作面实际需风量总和,m3/min;Q硐独立通风硐室实际需风量总和,m3/min;Q其它其它巷道需风量总和,m3/min;K矿井通风系数,本矿为抽出式,K值取1.2。(1)采矿工作面风量计算矿井共布置3个采矿工作面,工作面的平均有效断面为12m2,一个班最多工作人数为20人。 按排尘排炮烟风速计算Q采= Vmin×S=0.25m/s×12m2=3.0m3/s式中 Q风量:m3/sVmin最小排尘风速:取Vmin=0.25m/sS采矿工作面平均断面积:m2 按采矿工作面同时工作最多人数计算Q采=4NK=4×20×1.8=144 m3/min=2.4m3/s式中 4每人每分钟供风量;4 m3/s·人 N采矿工作面最大班人数:20人 K风量备用系数:1.8以上取最大,即:采矿工作面需风量为Q采=3.0 m3/s(2)掘进巷道需风量按排尘排烟风速计算:Q=0.25×60×S式中:0.25掘进巷道最低风速,m/s;S巷道断面,取4.6;Q=0.25×60×4.669 m3/min1.15m3/s 按局部通风机吸入风量计算:Q=1.2×Q吸式中:1.2风量备用系数;Q吸局部通风机最大吸风量,取150;Q=1.2×Q吸1.2×150180 m3/min3m3/s 按掘进工作面最多人数计算Q掘=4NK=4×12×1.8=86.4 m3/min=1.44 m3/s式中 4每人每分钟供风量:4 m3/s·人 N一个掘进工作面最大班人数:8人 K风量备用系数:1.8以上取最大,即:掘进需风量为Q掘进=3.0 m3/s。(3)其他行人、维修巷道用风量。其他行人、维修巷道用风量之和,Q它=3 m3/s。该矿井共3个掘进工作面(其中2个掘进工作面串联通风),3个采矿工作面,需风量应为(按式2-2-1计算):Q矿=(9+33)×1.2=18 m3/s根据上述三种方法计算结果,总风量应选最大值。按实际配风情况,将XX系统需风量确定为18m3/s。(二)矿井风量分配XX系统在生产期间,共有3个采矿工作面,3个掘进工作面(其中仅1个掘进工作面独立通风)。由于井下除炸药产生的岩尘和炮烟外,无其它有毒有害气体,所以采矿工作面和巷道配风仅以人员呼吸、排尘、解决采掘工作面和巷道的气温为目的。根据用风地点的实际需要配风如下:每个采矿工作面配风4.0m3/s,3个采矿工作面共配风12.0m3/s、掘进工作面共配风3.0m3/s(有2个掘进工作面与采区串联通风);其它行人、运输、维修巷道共配风3.0m3/s,合计矿井总风量为18.0m3/s。详见XX矿段通风系统图。 (三)矿井通风总阻力计算沿着矿井生产期间阻力最大的通风路线计算矿井通风总阻力。将计算的风量、总阻力参数作为风井通风机选型的依据。参见通风总阻力计算表2-2-1。通风摩擦阻力计算公式如下:h= (式2-2-2)式中:h通风摩擦阻力,Pa;井巷摩擦阻力系数,N·S2/m4; L 井巷长度,m; P 井巷净断面周长,m; Q 通风井巷的风量,m3/s; S 井巷净断面面积,m2.表2-2-1 XX系统通风阻力计算表序号巷道名称断面形状支护方式阻力系数(NS2/m4)净周长P(m)巷道长L(m)断面S()风速V(m/s)风量Q(m3/s)风阻R(NS2/m)通风阻力h(Pa)1+986主平硐半圆拱裸0.00687.51104.63.9 180.0576 18.67 2人行斜井1半圆拱裸0.00687.5374.63.9 180.0194 6.28 3+960水平大巷半圆拱裸0.00687.5804.63.9 180.0419 13.58 4人行斜井2半圆拱裸0.00687.5454.62.7 12.50.0236 3.68 5人行斜井3半圆拱裸0.00687.5454.61.8 8.50.0236 1.70 6880水平大巷半圆拱裸0.00687.51004.61.8 8.50.0524 3.79 78801工作面运输巷半圆拱裸0.008278040.4 1.50.0718 0.16 8工作面进风巷半圆拱裸0.008274540.4 1.50.0404 0.09 9工作面矩形裸0.032840120.1 1.50.0194 0.04 10920回风大巷半圆拱裸0.008274041.0 40.0359 0.57 11回风井1半圆拱裸0.008274541.8 70.0404 1.98 12回风井2半圆拱裸0.008274543.1 12.50.0404 6.31 13980回风大巷半圆拱裸0.00827.51404.62.7 12.50.0885 13.7014总回风井半圆拱裸0.00827.5504.63.9 180.0316 10.24 15引风硐半圆拱砌碹0.00947.5202.38.3 190.1159 41.84 小计122.64局部阻力按15%考虑141.04经计算,矿井在生产期间通风总阻力为141.04Pa。矿井所需风量与负压:风量 Q=18.0 m3/s;通风负压 h=141.04Pa。(四)对矿井通风状况评价1、矿井生产期间通风总风阻:R=0.4353N·S2/m8(二)矿井生产期间通风等积孔:A=1.19Q/=1.8(m2)经上述计算结果表明,该矿通风属于中等阻力通风矿井,故在生产中必须加强通风管理,提高通风质量。B、XX南端系统:该系统按照2个矿块、1个掘进工作面、40kt/a设计生产能力进行计算。(一)总风量计算1、按井下同时工作的最多人数需要风量计算Q=4NK式中:N井下同时工作的最多人数,人; 4每人每分钟供风标准,m3/min.人; K风量备用系数,取1.4;Q=4×55×1.4 =308 m3/min =5.13m3/s2、按柴油拖拉机吸入风量计算:Q=qN/60式中:N同时工作系数;q井下柴油机总功率,取8×18×0.735105.84,kW;Q105.84×0.8×4/605.65m3/s3、按用风地点实际需风量计算矿井需风量按式2-2-1计算:(1)采矿工作面风量计算XX南端系统共布置2个采矿工作面,工作面的平均有效断面为12m2,一个班最多工作人数为20人。 按排尘排炮烟风速计算Q采= Vmin×S=0.25m/s×12m2=3.0m3/s式中 Q风量:m3/sVmin最小排尘风速:取Vmin=0.25m/sS回采工作面平均断面积:m2 按采矿工作面同时工作最多人数计算Q采=4NK=4×20×1.8=144 m3/min=2.4m3/s式中 4每人每分钟供风量;4 m3/s·人 N采矿工作面最大班人数:20人 K风量备用系数:1.8以上取最大,即:采矿工作面需风量为Q采=3.0 m3/s(2)掘进巷道需风量按排尘排烟风速计算:Q=0.25×60×S式中:0.25掘进巷道最低风速,m/s;S巷道断面,取4.6;Q=0.25×60×4.669 m3/min1.15m3/s 按局部通风机吸入风量计算:Q=1.2×Q吸式中:1.2风量备用系数;Q吸局部通风机最大吸风量,取150;Q=1.2×Q吸1.2×150180 m3/min3m3/s 按掘进工作面最多人数计算Q掘=4NK=4×12×1.8=86.4 m3/min=1.44 m3/s式中 4每人每分钟供风量:4 m3/s·人 N一个掘进工作面最大班人数:8人 K风量备用系数:1.8以上取最大,即:掘进需风量为Q掘进=3.0 m3/s。(3)其他行人、维修巷道用风量。其他行人、维修巷道用风量之和,Q它=2 m3/s。该系统共1个掘进工作面,2个采矿工作面,需风量应为(按式2-2-1):Q矿=(6+32)×1.2=13.2m3/s根据上述三种方法计算结果,总风量应选最大值。按实际配风情况,将XX南端系统需风量确定为12m3/s。(二)矿井风量分配XX南端系统在生产期间,共有2个采矿工作面,1个掘进工作面。由于井下除炸药产生的岩尘和炮烟外,无其它有毒有害气体,所以采矿工作面和巷道配风仅以人员呼吸、排尘、解决采掘工作面和巷道的气温为目的。根据用风地点的实际需要配风如下:每个采矿工作面配风4.0m3/s,2个采矿工作面共配风8.0m3/s、掘进工作面共配风3.0m3/s;其它行人、运输、维修巷道共配风1.0m3/s,合计矿井总风量为12m3/s。详见XX矿段通风系统图。 (三)矿井通风总阻力计算沿着XX南端系统生产期间阻力最大的通风路线计算矿井通风总阻力。将计算的风量、总阻力参数作为风井通风机选型的依据。参见通风总阻力计算表2-2-2。通风摩擦阻力计算按公式(式2-2-2)计算。表2-2-2 XX南端系统通风阻力计算表序号巷道名称断面形状支护方式阻力系数(NS2/m4)净周长P(m)巷道长L(m)断面S()风速V(m/s)风量Q(m3/s)风阻R(NS2/m)通风阻力h(Pa)1980主平硐半圆拱裸0.00687.54704.61.5 70.2463 12.07 2石门半圆拱裸0.00687.57404.61.5 70.3877 19.00 3980水平大巷半圆拱裸0.00687.5504.60.9 40.0262 0.42 49821工作面运输巷半圆拱裸0.008278040.4 1.50.0718 0.16 5工作面进风巷半圆拱裸0.008274540.4 1.50.0404 0.09 6工作面矩形裸0.0382840120.1 1.50.0246 0.06 71038回风大巷1半圆拱裸0.00827.51904.62.0 90.1200 9.72 81038回风大巷2半圆拱裸0.00827.54504.62.6 120.2843 40.94 9引风硐半圆拱砌碹0.00967.5202.35.2 120.1184 17.04 小计102.02局部阻力按15%考虑117.53经计算,矿井在生产期间通风总阻力为117.53Pa。矿井所需风量与负压:风量 Q=12.0 m3/s;通风负压 h=117.53Pa。(四)、对矿井通风状况评价1、矿井生产期间通风总风阻:R=0.8162N·S2/m8(二)矿井生产期间通风等积孔:A=1.19Q/=1.32(m2)经上述计算结果表明,该矿通风属于中等阻力通风矿井,故在生产中必须加强通风管理,提高通风质量。二、XX矿段(XX北端):该系统按照2个采矿工作面、3个掘进工作面、30kt/a设计生产能力进行计算。(一)总风量计算1、按井下同时工作的最多人数需要风量计算Q=4NK式中:N井下同时工作的最多人数,人; 4每人每分钟供风标准,m3/min.人; K风量备用系数,取1.4;Q=4×30×1.4 =168 m3/min =2.8m3/s2、按排尘排烟风速计算(1)掘进巷道需风量:Q=0.25×60×S式中:0.25掘进巷道最低风速,m/s;S巷道断面,取4.6;Q=0.25×60×4.669 m3/min1.15m3/s(2)采矿工作面需风量:Q=0.25×60×S式中:0.25采矿工作面最低风速,m/s;S采矿工作面断面,取12m2;Q=0.25×60×12180 m3/min3m3/s3、按局部通风机吸入风量计算:Q=1.2×Q吸式中:1.2风量备用系数;Q吸局部通风机最大吸风量,取150;Q=1.2×Q吸1.2×150180 m3/min3m3/s掘进巷道最终配风应为3 m3/s。4、按柴油拖拉机吸入风量计算:Q=qN/60式中:N同时工作系数;q井下柴油机总功率,取6×18×0.73579.38,kW;Q79.38×0.8×4/60254m3/min4.23m3/s由于部分采掘工作面(矿块)与风路串联(目前有1个独立通风掘进工作面),采掘工作面共取Q掘=9.0m3/s。(3)其他行人、维修巷道用风量。其他行人、维修巷道用风量之和,Q它=2 m3/s。该系统共3个掘进工作面,2个采矿工作面,采矿工作面和掘进工作面串联通风,需风量应为(按式2-2-1):Q矿=(92)×1.2=13.2m3/s13m3/s根据上述三种方法计算结果,总风量应选最大值。按实际配风情况,将回风平硐总风量确定为13.0m3/s。(二)矿井通风总阻力计算沿着矿井生产期间阻力最大的通风路线计算矿井通风总阻力。将计算的风量、总阻力参数作为风井通风机选型的依据。参见通风总阻力计算表2-2-3。通风摩擦阻力计算按公式(式2-2-2)计算。表2-2-3 XX北端矿段通风阻力负压计算表 序号巷道名称断面形状支护方式阻力系数净周长巷道长净断面风量风阻风速负压P(m)L(m)S()S3Q(m3)Q2R(kµ)V(m/s)1990m主平硐圆弧拱裸巷0.0077.57404.697.34 9810.3991 1.96 32.33 2990m中段平巷圆弧拱裸巷0.0077.52304.697.34 9810.1241 1.96 10.05 3991m中段平巷圆弧拱裸巷0.0077.52704.697.34 6360.1456 1.30 5.24 4二号天井矩形裸巷0.0074.8201.442.99 6360.2251 4.17 8.10 5一号采矿工作面矩形不支护0.03101356216.00 240.1875 0.33 0.75 6一号采面回风矩形裸巷0.0074.8151.442.99 5250.1688 3.47 4.22 71020m中段平巷圆弧拱裸巷0.0077.51354.697.34 7490.0728 1.52 3.57 81020m中段平巷圆弧拱裸巷0.0077.51504.697.34 8640.0809 1.74 5.18 91020m中段平巷圆弧拱裸巷0.0077.5504.697.34 5250.0270 1.09 0.67 10四号天井矩形裸巷0.0074.861.442.99 5250.0675 3.47 1.69 111026m中段平巷圆弧拱裸巷0.0077.51254.697.34 5250.0674 1.09 1.69 121026m中段平巷圆弧拱裸巷0.0077.5104.697.34 5250.0054 1.09 0.13 131260m中段平巷圆弧拱裸巷0.0077.5754.697.34 111210.0405 2.39 4.89 14五号天井矩形裸巷0.0074.8181.442.99 111210.2025 7.64 24.51 151044m中段平巷圆弧拱裸巷0.0077.51104.697.34 6360.0593 1.30 2.14 16六号天井矩形裸巷0.0074.8241.442.99 6360.2701 4.17 9.72 171068m中段平巷圆弧拱裸巷0.0077.5754.697.34 111210.0405 2.39 4.89 181068m中段平巷圆弧拱裸巷0.0077.51854.697.34 131690.0998 2.83 16.86 19引风硐圆弧拱裸巷0.0077.5204.697.34 131690.0108 2.83 1.82 20小计2393138.46 21加15%局部阻力20.77 22合计159.23 通风局部阻力取同时期摩擦阻力的15。经计算,矿井在生产期间通风总阻力为159.23Pa。矿井所需风量与负压:风量 Q=13.0 m3/s;通风负压 h=159.23Pa。(三)矿井风量分配矿井在生产期间,共有2个采矿工作面,3个掘进工作面。由于井下除炸药产生的岩尘和炮烟外,无其它有毒有害气体,所以采矿工作面和巷道配风仅以人员呼吸、排尘、解决采掘工作面和巷道的气温为目的。根据用风地点的实际需要配风如下:因采掘工作面为串联通风,共配风11.0m3/s;其它行人、运输、维修巷道共配风2.0m3/s,合计矿井总风量为13.0m3/s。详见XX北端矿段通风系统示意图。 三、XX矿段(包括1198系统和1250系统)A、1198系统:该系统按照2个采矿工作面、1个准备工作面、1个备用工作面、1个掘进工作面、30kt/a设计生产能力进行计算。(一)总风量计算1、按井下同时工作的最多人数需要风量计算Q=4NK式中:N井下同时工作的最多人数,人; 4每人每分钟供风标准,m3/min.人; K风量备用系数,取1.4;Q=4×40×1.4 =224 m3/min =3.73m3/s2、按排尘排烟风速计算(1)掘进巷道需风量:Q=0.25×60×S式中:0.25掘进巷道最低风速,m/s;S巷道断面,取4.6;Q=0.25×60×4.669 m3/min1.15m3/s(2)采矿工作面需风量:Q=0.25×60×S式中:0.25采矿工作面最低风速,m/s;S采矿工作面断面,取12m2;Q=0.25×60×12180 m3/min3m3/s3、按局部通风机吸入风量计算:Q=1.2×Q吸式中:1.2风量备用系数;Q吸局部通风机最大吸风量,取150;Q=1.2×Q吸1.2×150180 m3/min3m3/s掘进巷道最终配风应为3 m3/s。4、按柴油拖拉机吸入风量计算:Q=qN/60式中:N同时工作系数;q井下柴油机总功率,取3×18×0.73

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