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五采区域设计

目录

1矿井概述1

1.1矿井概况1

1.2井田地质及煤层特征2

1.3井田开拓方式3

1.4区域设计的必要性5

2开采范围与生产能力6

2.1开采范围及储量6

2.2生产能力与服务年限7

3井田开拓8

3.1开拓方案的提出8

3.2开拓方案选择9

4采区设计9

4.1采区地质特征9

4.2采区生产能力及服务年限12

4.3采煤方法及采区参数12

4.4采区巷道布置13

4.5采区车场及硐室13

4.6采煤工作面配备和生产能力验算13

4.7采掘工作14

5通风安全与运输系统17

5.1矿井通风17

5.2提升设备20

6排水和压缩空气设备22

6.1排水设备22

6.2压缩空气设备23

7劳动定员与主要技术经济指标24

7.1劳动定员24

7.2主要技术经济指标25

参考文献26

新驿煤矿西翼区域延伸设计

摘要

本文根据对新驿煤矿资料的学习和研究,遵照《煤矿安全规程》和《煤炭工业设计规范》的要求,充分运用所学的知识,以新驿煤矿开采的实际情况为依据,对煤矿西南区域进行区域设计。

在设计中尽量做到危险最少,效益好,把新驿煤矿建成高产高效的矿井,为我国的煤炭生产作出贡献。

本设计主要研究内容包括:

1.合理的选择区域设计的方案

2.开拓区域大巷的选择和采区的巷道布置情况

3.合理确定区域设计的开拓方式

4.确定首采区的巷道布置方式

5.井下设备的选型

关键词:

储量计算;开拓方案;巷道布置;经济指标

 

1矿井概述

1.1矿井概况

1.1.1交通位置

矿井位于山东省西南部的市境内,东南距市19km,西北距汶上县城20km。

兖(州)~新(乡)铁路从井田南侧穿过,西到荷泽与京九铁路相连,至新乡与京广铁路相接,东至兖州与京沪线和兖(州)石(臼所)铁路连通。

兖州~汶上公路自井田东北穿过,井田内乡村级公路四通八达。

1.1.2地形、地貌

井田内地势平坦,地面标高在+43.35m~52.78m之间,地势北高南低,地形坡度1.2‰。

井田内有32个村庄,村庄压煤对矿井开采有一定影响。

各基岩含水层与地表水、大气降水无直接水力联系。

1.1.3气象、地震

本区为温带半湿润季风区,属海洋与大陆间过渡性气候,四季分明。

年平均气温13.6°C,月平均最高气温34.3°C,日最高气温41.6°C;月平均最低气温-9.5°C,日最低气温-19.4°C,年平均降雨量659.39mm,年最大降雨量1186mm,日最大降雨量177.1mm;降雨多集中在7、8月份,春季雨量少;年平均蒸发量1765.60mm。

历年最大积雪厚度0.15m,最大冻土厚度0.31m。

1.1.4矿区内其它矿井及企业分布与生产建设情况

本井田位于市西北约19km,南部为兖州矿区,西南部有近年建成投产的葛亭煤矿(60万t/a),运河煤矿(150万t/a)、唐阳煤矿(60万t/a)。

矿井的建设单位--临沂矿务局去年建成投产的古城煤矿(90万t/a)位于兖州城区的东北。

上述矿井在建设、生产、管理等方面积累了丰富的经验,为本井田的开发建设奠定了坚实的基础。

1.1.5矿区水源、电源情况

(1)水源情况

井田内地下水系可以作为矿井供水水源,可供矿井选择水源有第四系冲积层砂层水和奥灰水,供水水源可靠。

(2)电源情况

位于本井田北部的镇附近有新驿35kV变电所,在井田南部颜店镇附近拟建颜店110变电所。

1.2井田地质及煤层特征

1.2.1井田境界、尺寸和开采面积

井田位于山东省兖州市西北的新驿、颜店、大安之间,距离兖州市区19km。

根据新驿井田勘探精查地质报告,其自然范围为:

井田东、西部边界为奥陶系灰岩顶界,南与南东为长沟断层,西北为郓城支断层,东北为新嘉驿断层(勘查登记范围与上述自然范围有一定出入)。

井田东西长7~10km,南北宽7.5~9.2km,面积约67km2。

1.2.2井田地层及其主要特点

井田内地层自上而下有第四系、侏罗系上统、二迭系上统上石盒子组、下统下石盒子组和山西组、石炭系上统太原组、中石炭统本溪组、奥陶系中下统。

1.2.3井田内可采煤层特征

本区含煤地层为下二迭统山西组和上石炭统太原组,平均总厚248m。

共含煤25层,其中山西组含煤5层,太原组含煤20层,平均总厚15.21m,含煤系数6.13%。

大部和局部可采煤层5层,平均总厚6.70m,占煤层总厚的44.05%。

其中3上1、3上(3上2)煤层平均厚1.26m、2.22m,占可采煤层总厚的51.94%,是本区主采煤层。

1.3井田开拓方式

1.3.1井田开拓方式

采用立井开拓方式。

根据矿井生产能力、开拓部署、初期采区布置及排水、通风等因素,并参照邻近类似矿井的设计经验,设计确定采用主、副两个井筒开拓长沟支五断层北部块段。

1.3.2水平划分与标高

根据本井田煤层赋存状况,结合选定的井口位置,设计确定水平标高为-430m。

其余部分分别建立辅助水平开采。

1.3.3井筒、井底车场及硐室

主井井筒直径5.0m,装备一对8t箕斗,并兼作回风井;副井井筒直径6.0m,装备一对1t双层四车一宽一窄罐笼,并兼作进风井。

井底车场采用斜式环形车场,井下布置有主排水泵房、主变电所、水仓、管子道、爆破材料库等硐室。

1.3.4采煤方法

矿井回采工作面采用倾斜长壁采煤法和走向长壁采煤法,全部冒落法管理顶板。

一采区采用全采;经煤科院开采所论证,山东省人民政府搬迁办批准,二、三采区均采用条带式开采,根据煤炭科学研究总院开采所编制的《临沂矿务局新驿矿井二、三采区建(构)筑物压煤开采方案设计》,确定采70m留70m煤柱,采用单一倾斜(走向)长壁采煤方法,后退式开采。

煤矿3上1和3上2煤层间距平均为3.6m,局部有合并区。

3上1煤层厚度1.0~1.9m,平均厚度1.45m,局部含一至二层夹矸;3上2煤层厚度为1.7~2.7m,平均厚度2.2m。

矿井初步设计开拓生产方式为分层开采,即先采3上1煤层,待上方覆岩稳定后再采3上2煤层。

由于此种开采方式等待时间长,影响正常接续。

为了联合布置,实现上、下层同采,在2005年新驿煤矿邀请山东科技大学进行开采论证,确定上、下煤层同时开采时在水平方向上合理错距和巷道支护参数。

通过在二采区1201上面和1201下面试开采,上、下分层同采获得成功。

获得了第一手矿压资料和巷道支护参数,为矿井3上1和3上2煤层联合布置同时开采提供了依据。

1.4区域设计的必要性

1.4.1矿井区域设计的必要性

矿井现正常生产采区仅有一采区,该采区1113工作面与1117工作面同时生产。

其中,1113工作面月平均产量为3.7万t/月,年产量44.4万t/年,预计截止至2011年12月31日,仅剩余可采储量13.2t,其接续面1111工作面可采储量仅为18.7万t;1117工作面月平均产量为4.225万t/月,年产量50.7万t/年,经储量探测及现有生产状况统计,截止到2011年5月6日,该面剩余14.7万t可采储量,其后有1115工作面进行接续,该面可采储量为50万t,截止至2011年12月31日,预计1115面剩余可采储量30.9万t。

因此,对未采区域进行设计直到投入正常生产已迫在眉睫。

通过对井田西南翼进行开拓,来与现生产面的减产相均衡,以达到矿井的核定生产能力,完成矿井的正常生产接续,是绝对有必要的。

1.4.2设计编制的依据

(1)山东煤炭地质工程勘探研究院编制的《山东省宁阳汶上煤田井田勘探(精查)地质报告》。

(2)山东省煤田地质局物探测量队的《山东省井田三维地震勘探报告》。

(3)工程设计有限公司编制的《山东省东山矿业公司新驿煤矿建井地质报告》。

(4)济南煤炭工业设计研究院编制的《山东省矿务局矿井初步设计》。

(5)矿编制的五采区地质说明书。

(6)国家煤炭工业及有关行业的技术政策以及规程、规范、规定等。

1.4.3存在的问题及建议

(1)区域内文兴坡村庄压煤量较大,约313.2万t,占总可采煤量的20%左右,且文兴坡村庄压煤煤层厚度大,煤层生产能力高。

区域内采区首采面投产后,建议着手组织文兴坡村庄搬迁,以保证采区工作面的正常接续。

(2)东翼地质构造较复杂,受断层及褶曲的影响,煤层起伏变化大,在开采过程中,应加强顶板管理。

(3)现探明区域内断层较多,遇落差较大的断层应提前采取措施。

(4)加强排水设备的巡回检查,定期清理水仓,确保排水系统正常运转。

2开采范围与生产能力

2.1开采范围及储量

设计区域位于井田的西南部,工业广场的西南侧,东至工业广场保安煤柱、FW11断层、XF32断层、FW6断层和-430m运输大巷,西至0.7m露头可采边界,南以DF135(长沟支五)断层及冲刷不可采区线为界,北以DF81-DF85-DF84断层为界。

区域东西长约4.9~5.5km,南北宽约1.5~2.5km,面积约5.87km2。

主采3上2煤层标高-500m~-700m。

3上1层煤层厚度约1.21m,面积约3.7km²,设计区域的煤炭地质储量约2725万t。

故该设计区域的可采储量约为2319万t。

2.2生产能力与服务年限

2.2.1矿井工作制度

采用三八工作制,其中二班生产,一班检修。

2.2.2设计区域的生产能力与服务年限

该区域设计生产能力定为80万t/a,服务年限为20.7年。

经计算,本区可采储量Z可为2319万t,矿井设计生产能力为45万t/年,核定生产能力105万t/年,三采区设计生产能力为30万t/年,目前全矿井只有三采区的两个面在生产,每个面实际生产能力约60万t/年,该设计区域为三采区的接替,为保证实际煤炭产出量符合核定生产能力,因此,该区域内采区的设计生产能力A定为80万t/a即可,储量备用系数k取1.4,本区域服务年限按下式2-1计算:

a=Z可/(A*k)(2-1)

式中a—该区域服务年限,a;

Z可—该区域可采储量,万t;

A—该区域设计生产能力,万t/a;

k—储量备用系数。

则该区域服务年限为:

a=2319/(80×1.4)=20.7a

3井田开拓

3.1开拓方案的提出

根据该区域煤层地质特征,结合原有生产系统以及大巷进行开拓,对西南区域大巷的布置提出以下两种方案:

方案

(一):

将该区域沿大断层划分为两个区域,下部区域只使用原有的主副井和井底车场,重新掘其他开拓巷道,从井底煤仓沿西南方向,贴近断层保护煤柱向下开拓,起始端水平标高为-430m,开挖至-450m合并区煤层底板处,长度约为1496m,倾角约为3°32′,继续沿煤层底板向上开拓至煤层变薄区域,长度约为1475m,倾角约为9°3′,对之后的区域煤层进行揭露,同时从标高-427m井底车场沿西南方向开掘平硐,长度约为2016m,至煤层合并区后设立车场,同时沿皮带巷底板开掘轨道巷,倾角为9°3′,长度为991m。

上部区域利用原有的西翼轨道巷与皮带巷,在原标高上进行延伸,利用原有的巷道布置采区。

方案

(二):

将该区域看做一个整体,利用原有的西翼轨道巷与皮带巷,倾斜向断层处开挖巷道,长度约为1360m,过断层后,继续沿西南方向开拓上山至煤层变薄区,长度为1770m,同时与方案

(一)相似,从采区煤仓开拓皮带巷道,从井底车场开拓轨道巷至3下2煤层轴线处既停止,长度约为600m。

3.2开拓方案选择

经济比较结果,如表3-1所示:

表3-1巷道综合费用表

方案一

方案二

费用名称

费用(万元)

费用名称

费用(万元)

巷道掘进费

3315

巷道掘进费用

2398

巷道维护费

2724

巷道维护费用

2027

运输费用

9162

运输费用

9421

合计

15201

合计

13846

相对百分数

9.8%

通过对方案一与方案二的经济比较,虽然两者相差9.8%,不大于10%,可以认为方案一和方案二经济上相同;但方案二的初期投资和后期维护费用都小于方案一的费用。

再考虑到采区的开采技术与巷道布置,方案二充分利用各个采区的地质条件,因此淘汰方案一,本设计最终选取方案二作为开拓方案。

4采区设计

4.1采区地质特征

4.1.1采区概况

该采区位于煤矿-430水平北翼,东至南翼皮带巷保护煤柱侧;南至长沟支五断层及其保护煤柱侧;西至3层煤煤层合并线处,定位新驿煤矿3层煤5采区。

该区域共有2层煤即3上1、3上2,其中3上1、3上2煤层平均厚1.21m、1.27m,地质储量为1141万t。

开采上限标高为-450m,下限标高为-750m,该区域内并无大的断层,倾角为0°~13°,平均10°。

4.1.2采区煤层及其顶底板特征

(一)3上1煤层

位于山西组中上部,下距3上2煤层0.72~7.67m,平均3.59m。

煤层厚度0.25~1.85m,平均1.26m,厚度变异系数为31.82%。

一般不含夹石,部分孔中见1层夹石,岩性为泥岩、炭质泥岩或粉砂岩。

顶板主要为泥岩、粉砂岩,少数为中、细砂岩,个别孔见炭质泥岩、泥岩伪顶。

底板主要为泥岩、粉砂岩,少数为细砂岩。

汶137、汶7-3、汶12-1号孔不可采,西南部为冲刷区,中西部和3上2煤层合并,可采面积19.31km2,可采范围内平均厚度1.40m。

为井田主要可采煤层,属较稳定~不稳定煤层。

(二)3上2煤层

位于山西组中上部,上距3上1煤层0.72~7.67m,平均3.59m。

下距三灰70.43~90.85m,平均80.75m。

煤层厚度0.90~3.71m,平均2.22m,厚度变异系数为30.64%。

一般不含夹石,部分孔中见1~2层夹石,岩性为泥岩、炭质泥岩、粉砂岩,个别为细砂岩。

顶板主要为泥岩、粉砂岩,少数为细砂岩。

底板主要为泥岩、粉砂岩,个别孔有炭质泥岩、泥岩伪底。

西南部为冲刷区,中西部和3上1煤层合并,汶8、651号孔岩浆岩侵入在3上煤层中,使煤层变成天然焦。

可采面积30.73km2,除冲刷区外全区可采。

为井田主要可采煤层,属较稳定煤层。

4.1.3采区地质构造对煤层的影响情况

(一)褶皱构造

采内主要褶皱构造为半边店向斜、汶137南向斜和汶6-2西背斜。

(二)断层构造

井田内断层较发育,以张扭性正断层为主,走向大部为北北东或北东向。

根据现有资料确定采区内有断层25条,其中断层落差100m以上的有1条,10~20m的有3条,5~10m的有2条,5m以下的有19条。

4.1.4煤质、瓦斯含量

(一)煤质

煤层以气煤为主,西北部汶8、651孔因受岩浆岩侵入的影响,3上煤层变为天然焦,在此两孔周围煤的变质程度会加深,局部会出现贫煤、无烟煤或天然焦。

3上煤层为低中灰、低硫、高发热量、高熔~难熔灰分、低磷。

15上、16、17煤层属低中灰、高硫、低磷、高发热量、低~高熔灰分。

各煤层为高油煤,具有良好的结焦性能,成焦率高。

(二)瓦斯

根据钻孔测得的瓦斯含量和邻区井田资料对比分析,该区瓦斯含量低,应属低瓦斯矿井。

4.1.5水文地质特征

根据揭露的3煤,该区为裂隙类简单型水文地质条件,主要受3煤顶底板砂岩含水层威胁。

3煤顶底板砂岩厚度为28.67~55.70m,平均44.88m。

富水性弱,单位涌水量多小于0.001L/s.m。

3煤顶底板砂岩成分主要为钠长石、钾长石,决定了裂隙水中易积累溶解度较高的K+、Na+,含量在90%以上,水质类型常以HCO3-Na型水为主。

4.1.6采区储量计算

3上1层煤层厚度约1.2m,面积约3.7km²故煤炭地质储量为618万t,第五采区的地质储量为1131万t。

4.2采区生产能力及服务年限

本采区设计生产能力为40万t/a,采区的地质储量为1131万t,煤柱损失为41万t,所以本采区的可采储量为1090万t。

储量备用系数为1.4。

服务年限为15.5(年)。

4.3采煤方法及采区参数

本采区采用综合机械化走向长壁后退式采煤法。

采区斜长约为1190m,采区走向长度约为1672m。

区段平巷宽度3m,护巷煤柱宽度为5m,所以区段斜长为231m,区段数目为5。

4.4采区巷道布置

在采区中部向斜构造的轴部的适宜位置布置两条下山,即采区轨道下山和采区运输下山。

轨道下山倾角8°,掘至-520水平后改为沿煤层掘进。

采用串车提升,敷设电缆、管线及架空乘人装置,担负行人、进风及辅助提升。

皮带下山倾角8°,掘至-520水平时(见煤点)改为沿煤层掘进安装胶带输送机,担负运煤、回风。

轨道下山和皮带下山间距30m。

轨道下山下车场底板标高为-740m,皮带下山机尾硐室底板标高为-740m。

4.5采区车场及硐室

4.5.1采区车场

采区上部车场采用单道起坡顺向平车场,中部车场采用单道起坡甩车场,由于运输距离较远,故中部车场设高低道。

4.5.2采区硐室

轨道下山设有绞车房及信号把钩硐室,并每隔40m设一个躲避硐。

轨道下山上、下部车场设等候室。

在下车场布置采区变电所、水仓、泵房。

水仓有效容量880m3;在皮带巷顶部设煤仓,煤仓直径6m,容量424m³。

4.6采煤工作面配备和生产能力验算

4.6.1采煤工作面设备配备

工作面装备采煤机型号为MG375-AW,适用于煤层厚度1.2m~2.6m的较薄煤层。

刮板输送机选用SGZ—730/320型刮板输送机,配带铲、挡煤板、移溜器和电控等,电机功率2×160kW,电压1140V。

液压支架选用ZZ4000/9/21型液压支架。

4.6.2采煤工作面生产能力验算

采区实际生产能力按式4-6计算:

A=M×r×L×I×k×δ(4-1)

式中A—采区实际生产能力,万t;

M—煤层平均厚度,m;

r—煤的容重,t/m3;

L—工作面长度,m;

I—工作面年推进度,m;

k—工作面回采率,97%;

δ—正规循环率,0.8。

则A=1.2×1.39×220×1445×0.97×0.8=41.15万t

即A0<41.15<1.1A0

由计算可知,采区实际生产能力大于采区设计生产能力。

4.7采掘工作

4.7.1采煤工作面的回采工艺

4.7.1.1采煤工艺

回采工作面采用综合机械化采煤工艺采煤,全部垮落法管理顶板,煤机自行装煤。

首采面采用730溜子配合转载机、胶带输送机运煤,双滚筒采煤机割煤,割煤高度:

1.2m~2.6m,割煤深度0.6m。

4.7.1.2作业制度

采区工作制度同矿井工作制度,年工作日330d,“三八”制作业。

采区掘进工作面采用“两掘一喷”,当断面比较大或地质条件差时,可采用“一掘一喷”的循环方式。

表4-1主要经济技术指标表

序号

项目名称

单位

指标

1

采区走向长度

m

1672

2

采区倾斜长度

m

1190

3

区段数目

5

4

可采煤层数目

2

5

煤层总厚度

m

3上11.2m

3上21..3m

6

煤层倾角

°

5~15

7

煤的容重3煤层

t/m3

1.39

8

采区地质储量

万t

1131

9

采区可采储量

万t

1090

10

采煤方法

近走向长壁采煤法

11

顶板管理方法

全部垮落法

12

采区生产能力

万t/a

40

13

采区服务年限

15.5

14

采区回采率

97

15

投产巷道工程量

(1)

巷道长度

m

4622

(2)

硐室体积

m3

630

16

大巷运输方式与设备

矿车

(1)

煤流

胶带输送机

(2)

辅助运输

绞车、煤矿架空乘人装置

17

采区通风

抽出式通风

(1)

瓦斯等级

低瓦斯

(2)

风量

m3/s

32

18

采区供电

(1)

采区供电总容量

KVA

1080

(2)

吨煤耗电量

KW.h/t

35.8

19

采区排水

(1)

正常涌水量

m3/h

155

(2)

最大涌水量

m3/h

98

4.7.2巷道断面及支护方式

根据本区巷道围岩状况,借鉴邻近矿区的巷道支护经验,确定:

采区准备巷道采用直墙圆弧拱断面,锚网或锚网喷支护,主要硐室采用锚网喷支护,回采巷道采用矩形断面,锚网支护。

4.7.3掘进工作面数量及掘进机械配备

1、掘进工作面数量

为保证工作面的正常生产接续,按照目前的平均掘进速度,设计共配备4个炮掘掘进工作面。

在矿井的实际生产过程中,应根据煤层开采条件的变化及回采的要求,合理增减掘进工作面的个数,以保证回采工作面的正常接续。

2、掘进机械配备

炮掘工作面配备气腿式凿岩机、湿式煤电钻、耙斗装岩机、局扇、风镐、锚杆钻机、砼喷射机、砼搅拌机等设备。

5通风安全与运输系统

5.1矿井通风

5.1.1矿井通风系统

5.1.1.1井田瓦斯、煤尘和瓦斯突出情况

(1)瓦斯

井田瓦斯含量低,应属瓦斯风化带范畴,由于区内构造复杂,煤层埋藏较深,因此,在生产过程中应加强瓦斯管理,以防瓦斯聚集发生瓦斯爆炸事故。

(2)煤尘

各煤层的煤尘爆炸性试验结果表明,各煤层均有煤尘爆炸危险性。

5.1.1.2通风方式和通风系统

(1)通风方式

矿井通风方式为中央并列式,通风方法为抽出式,矿井有主、副两个井筒,副井进风,主井回风。

(2)通风系统

新鲜风流由副井进入井底车场,经轨道大巷、中部车场、轨道运输顺槽、清洗工作面。

乏风从回采工作面经胶带输送机顺槽、胶带输送机巷至主井排至地面。

5.1.2回采掘进工作面及硐室所需风量的计算

5.1.2.1、回采工作面通风

矿井利用主扇全负压通风,各回采工作面均设有独立的进回风系统,无串联通风。

各煤层均采用U型通风,运输顺槽进风,回风顺槽回风。

该通风方式结构简单,施工、维修量小、采场漏风量少,风流管理容易。

5.1.2.2掘进工作面通风

各掘进工作面均利用局部通风机采用压入式通风,使用长距离通风的抗静电、阻燃性能风筒。

掘进工作面与回采工作面之间没有串联通风,局部通风机和启动装置,必须安装在进风巷道中,距掘进巷道回风口不得小于10m。

风机将新鲜风经风筒送到掘进工作面,为了能有效排除炮烟和瓦斯等,风筒出口到掘进工作面的距离不能超过风流的有效射程。

5.1.3矿井各类巷道负压及等积孔计算

5.1.3.1矿井通风负压计算

矿井通风负压采用下列公式进行计算:

H=α·p·L.Q2/s3(5-1)

式中h—矿井负压,Pa;

α—通风阻力系数;

p—巷道净周长,m;

L—巷道长度,m;

S—巷道净断面,m2;

Q—通风巷道的风量,m3/s。

经过计算,矿井目前的通风负压974.32Pa,前30年内最大通风负压为1676.11Pa。

根据2007年7月山东中济安全评价有限公司编写的《新驿煤矿矿安全现矿状评价报告》该矿井目前矿井总进风量5136m3∕min,矿井需要风量4661m3∕min,总回风量5202m3∕min,总排风量5663m3/min,矿井有效风量4878m3∕min,有效风量率86.2%,外部漏风率8.2%,矿井负压970pa,矿井等积孔3.61㎡。

5.1.3.2等积孔计算

矿井等积孔采用下式计算:

A=0.38Q√/h/9.8(5-2)

式中A—矿井等积孔,m2;

Q—矿井风量,m3/s;

h—矿井负压,Pa。

通过计算,矿井当前等积孔为3.12m2,三十年内通风最困难时等积孔为2.66m2,属通风容易矿井。

5.2提升设备

5.2.1运输方

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