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煤矿“三个煤量”的划分及计算

煤矿“三个煤量”的划分及计算
煤矿“三个煤量”的划分及计算

煤矿三量的划分和计算

(一)开拓煤量

在矿井可采储量范围内已完成设计规定的主井、副井、风井、井底车场、主要石门、集中运输大巷、集中下山、主要溜煤眼和必要的总回风巷等开拓掘进工程所构成的煤储量,并减去开拓区内地质及水文地质损失、设计损失量和开拓煤量可采期内不能回采的临时煤柱及其它开采量,即为开拓煤量。

计算公式:Q开=(LhMD-Q地损 -Q呆滞)K

式中:Q开——开拓煤量,t;

L——煤层两翼已开拓的走向长度,m;

h——采区平均倾斜长,m;

M——开拓区煤层平均厚度,m;

D——煤的视密度,t/m3

Q地损——地质及水文地质损失,t;

Q呆滞——呆滞煤量,包括永久煤柱的可回采部分和开拓煤量可采期内不能开采的临时煤柱及其它煤量,t;

K——采区采出率。

(二)准备煤量

在开拓煤量范围内已完成了设计规定所必须的采区运输巷、采区回风巷及采区上(下)山等掘进工程所构成的煤储量,并减去采区内地质及水文地质损失、开采损失及准备煤量可采期内不能开采的煤量后,即为准备煤量。

计算公式:Q准=(LhMD-Q地损 -Q呆滞)K

式中Q准——准备煤量,t;

L——采区走向长度,m;

h——采区倾斜长度,m;

M——采区煤层平均厚度,m。

在一个采区内,必须掘进的准备巷道尚未掘成之前,该采区的储量不应算作准备煤量。

(三)回采煤量

在准备煤量范围内,按设计完成了采区中间巷道(工作面运输巷、回风巷)和回采工作面开切眼等巷道掘进工程后所构成的煤储量,即只要安装设备后,便可进行正式回采的煤量。

计算公式为:Q回=LhMDK

式中:Q回——回采煤量,t;

L——工作面走向可采长度,m;

h——工作面倾斜开采长度,m;

M——设计采高或采厚,m;

K——工作面回采率。

上述各煤量的计算公式,仅适用于较稳定煤层。若煤层不稳定,厚度变化较大时,应依具体情况划分块段分别计算煤储量后求和。

三、三量开采期

(一)三量可采期的规定

为了使资源准备在时间上可靠,经济上合理,煤炭工业技术政策对大、中型矿井原则规定的三量合理开采期为:

开拓煤量可采期3-5a以上;

准备煤量可采期1a以上;

回采煤量可采期4-6个月以上。

(二)三量可采期的计算

三量可采期的计算公式分别为:

(三)三量的合理可采期

影响三量合理开采期的因素有很多,主要有:

1.矿井地质条件

2.井型和采区布局

3.开拓方式和开采方法

4.机械化程度

四.三量的统计与分析

为了及时掌握生产准备程度与采掘关系,应对三量的动态变化进行统计和分析。三量的统计与分析是通过绘制和填报相应的图、表、台帐及文字说明来完成的。其中主要有三量计算图、月末三个煤量动态报表、矿井(露天)期末三个煤量季(年)报表。

回采率:一般是指矿产被开采过之后进行第二次开采时所时占总矿产的比例,意思是可采的矿产被开采过第二次开采时占总矿产的比例。由于设备的改进,开采率不断的扩大,回采率也就逐渐在下降。比如一个洞采矿,在洞采之后又进行露天开采(露天开采回采率比较高,风险要比洞采小)它的回采率就要小很多,这就叫回采率。

生产设计或实际采出的储量占工业储量的比例。它是设计或实际损失率的逆指标。回采率的大小与损失率成反比。回采率分设计回采率和实际回采率。设计回采率是根据设计中规定的损失量计算。实际回采率则是根据开采中实际损失的煤量计算。回采率还可根据计算范围的大小,分为工作面回采率、采区回采率和矿井回采率。

回采率与储量、产量和损失的关系,用下式表示:回采率=(储量-损失量)/ 储量;实际回采率=实际产量 / 储量[

煤矿井下电气整定计算说明

鑫隆煤矿井下电气整定计算说明 第一部分过载整定 一、过流整定细则说明: 1、馈电开关(含移变低压侧)中过载长延时保护电流整定按实际负载电流值整定。实际整定时,应计算其保护干线所有负载的额定电流之和,根据各负载运行情况,乘一需用系数。 公式:I z=K∑Ie 式中:I z——过载保护电流整定值,A; ∑Ie ——保护干线中所有电机额定电流之和,A; K——需用系数,取0.5~1。 2、馈电开关(含移变低压侧)中电子保护器的短路保护整定,取其保护干线中最大负载电机的起动电流,加其余电机的实际电流之和。 公式:I z=IQe+K∑Ie 式中:I z——短路保护电流整定值,A; IQe——最大负载电机起动电流,A; ∑Ie ——其余电机额定电流之和,A; K——需用系数,取0.5~1。 3、电磁起动器中电子保护器的过载电流I z整定以负载电机的额定电流为依据,根据控制开关的整定方式取其近似值。当运行中电流超过I z时,即视为过载,保护延时动作;当运行中电流超过8倍的I z值时,即视为短路,保护器瞬间动作。

4、馈电开关短路电流的可靠动作校验,应计算出其保护干线最远端两相短路电流,除以其短路保护整定值,灵敏度系数不小于1.5。 公式: 式中:Id(2)——被保护干线最远端两相短路电流,A; I z——馈电开关短路电流整定值,A; 1.5——可靠系数。 5、电磁起动器短路电流的可靠动作校验,应计算出所带负载电机处最远端两相短路电流除以8倍的过载定值,灵敏度系数不小于1.2。 公式: 式中:Id(2)——被保护干线最远端两相短路电流,A; I z——电磁起动器短路电流整定值,A; 1.2——可靠系数。 6、高压配电装置,应根据其保护干线中移动高压侧过流整定值进行整定。 7、移动变电站高压侧整定以低压侧整定电流除以该移变的高压变比,取其近似值(10KV→690V,变比取14.5;10KV→1200V,变比取8.3)。 8、本细则参照《煤矿井下供电的三大保护细则》(煤矿工业出版社)第一章第二节制定。 9、高压起动器的过载电流I z整定以负载电机的额定电流为依据,根据控制开关的整定方式取其近似值。当运行中电流超过I z时,即视

煤炭管理办法

煤炭管理办法(试行) 第一章总则 第一条为加强公司煤炭计划、采购、计量、入仓验收、质量检验、价格结算、储存和使用等各环节的管理,进一步明确相关单位和部门的职责,确保公司生产稳定、均衡、高效运行,最大限度地控制生产成本,参照四川***有限责任公司《****分公司煤炭管理办法》的有关规定,结合公司生产经营实际和管理要求,特制订本办法。 第二条本办法适用于公司的生产用煤管理。 第二章职责划分 第三条生产安全处煤炭管理职责 ㈠负责收集、汇总盐电厂和化工厂月度用煤计划,并将计划汇总后报送供销处。 ㈡负责煤炭进、耗、存日常管理工作,负责入仓煤炭,煤渣、煤灰的计量和管理,检查和审核煤炭消耗数据的真实性。 ㈢负责入仓煤、入炉煤、出炉煤渣及煤灰的取样工作,并对入仓煤各矿煤样进行编号,及时将煤样统一编号后交与技术质量管理处检测,并将分析检测结果在公司A8上进行公布。 ㈣组织实施计量装置及监测设备的校准和日常维护工作。 ㈤负责制定争议煤炭(煤样)的处理方案,监督做好不合格煤炭的处置工作。 ㈥负责热值高低于合同约定奖扣款、水分超出合同约定扣重的计算、计量、统计和报送。

㈦负责组织最佳经济合理入仓煤热值的论证工作。 ㈧监督做好煤炭的仓储管理工作,并参与煤炭月、季、年末的盘存工作。 第四条供销处煤炭管理职责 ㈠负责根据生产安全处的月度用煤计划以及对煤质、煤种要求,编制煤炭采购计划。 ㈡负责煤炭的招(邀)标和合同签订工作,并具体组织实施。 ㈢负责煤炭的市场调查和客户管理,确保质量稳定,价格合理,及时、足量、均衡供应。 ㈣负责办理煤炭结算手续。 ㈤协助做好每月、季、年末煤炭的盘存工作。 ㈥参与制定争议煤炭(煤样)的处理方案,并负责做好不合格煤炭的处置工作。 第五条技术质量管理处煤炭管理职责 ㈠负责煤炭质量内控标准、煤炭验收检验规程的制订和实施。 ㈡负责入仓煤、入炉煤、出炉煤渣及煤灰的分析化验工作,并按要求报送相关报表。 ㈢对煤样、煤渣、煤灰分析数据的准确性、真实性负责。。 ㈣参与制定争议煤炭(煤样)的处理方案,并负责争议煤炭(煤样)的复检和外部仲裁处理工作。 第六条总经理办公室煤炭管理职责 ㈠负责煤炭合同的管理,并协助搞好煤炭的招(邀标)工作。 ㈡负责煤炭采购、验收和使用等全过程监督,纠正并查处煤炭管理过

矿井“三量”及“三量”可采期计算方法

附录矿井“三量”及“三量”可采期 计算方法 一、开拓煤量是在矿井可采储量范围内已完成设计规定的主井、副井、风井、井底车场、主要石门、采(盘)区大巷、回风石门、回风大巷、主要硐室和煤仓等开拓掘进工程后,形成矿井通风、排水等系统所圈定的煤炭储量,减去开拓区内地质及水文地质损失、设计损失量和开拓煤量可采期内不能回采的临时煤柱及其它开采量。开拓煤量按下式计算: Q开=(LhMD-Q地损 -Q呆滞)K 式中:Q开——开拓煤量,t; L——已完成开拓工程的采(盘)区煤层平均走向长度,m; h——已完成开拓工程的采(盘)区煤层平均倾斜长,m; M——开拓区域煤层平均厚度,m; D——实体煤容重,t/m3; Q地损——地质及水文地质损失,t; Q呆滞——呆滞煤量,包括永久煤柱的可回采部分和开拓煤量可采期内不能开采的临时煤柱及其它煤量,t; K——采区回采率。

二、准备煤量是在开拓煤量范围内已完成了设计规定的采(盘)区主要巷道掘进工程,形成完整的采(盘)区通风、排水、运输、供电、通讯等生产系统后,且煤与瓦斯突出煤层煤巷条带区域无突出危险的煤层中,各区段(或倾斜条带)可采储量与回采煤量之和。准备煤量按下式计算: 式中Q准——准备煤量,t; L i——第i个区段的采煤工作面有效推进长度,m; l i——第i个区段的平均采煤工作面长度,m; M i——第i个区段的煤层平均厚度,m; D i——第i个区段的实体煤容重,t/m3; K i——第i个区段的工作面回采率; q i——第i个区段的巷道掘进出煤量,t; n——区段个数; Q回——回采煤量,t。 三、煤与瓦斯突出煤层煤巷条带区域无突出危险应当满足下列条件: (一)煤与瓦斯突出煤层所圈定的准备煤量范围内回采巷道及切眼的煤巷条带采取区域防突措施后,

煤矿三量:开拓煤量、准备煤量、回采煤量(业界借鉴)

三量的划分和计算 (一)开拓煤量 在矿井可采储量范围内已完成设计规定的主井、副井、风井、井底车场、主要石门、集中运输大巷、集中下山、主要溜煤眼和必要的总回风巷等开拓掘进工程所构成的煤储量,并减去开拓区内地质及水文地质损失、设计损失量和开拓煤量可采期内不能回采的临时煤柱及其它开采量,即为开拓煤量。 计算公式:Q开=(LhMD-Q地损-Q呆滞)K 式中:Q开——开拓煤量,t; L——煤层两翼已开拓的走向长度,m; h——采区平均倾斜长,m; M——开拓区煤层平均厚度,m; D——煤的视密度,t/m3 Q地损——地质及水文地质损失,t; Q呆滞——呆滞煤量,包括永久煤柱的可回采部分和开拓煤量可采期内不能开采的临时煤柱及其它煤量,t; K——采区采出率。 (二)准备煤量 在开拓煤量范围内已完成了设计规定所必须的采区运输巷、采区回风巷及采区上(下)山等掘进工程所构成的煤储量,并减去采区内地质

及水文地质损失、开采损失及准备煤量可采期内不能开采的煤量后,即为准备煤量。 计算公式:Q准=(LhMD-Q地损-Q呆滞)K 式中Q准——准备煤量,t; L——采区走向长度,m; h——采区倾斜长度,m; M——采区煤层平均厚度,m。 在一个采区内,必须掘进的准备巷道尚未掘成之前,该采区的储量不应算作准备煤量。 (三)回采煤量 在准备煤量范围内,按设计完成了采区中间巷道(工作面运输巷、回风巷)和回采工作面开切眼等巷道掘进工程后所构成的煤储量,即只要安装设备后,便可进行正式回采的煤量。 计算公式为:Q回=LhMDK 式中:Q回——回采煤量,t; L——工作面走向可采长度,m; h——工作面倾斜开采长度,m; M——设计采高或采厚,m; K——工作面回采率。 上述各煤量的计算公式,仅适用于较稳定煤层。若煤层不稳定,厚度变化较大时,应依具体情况划分块段分别计算煤储量后求和。

煤场储煤能力说明

煤场储煤能力说明 一、装车外运环节 本矿装车方式分火车装车与汽车装车两种。其中汽车装车时间为8h/d,运输不均衡系数取0.8,每辆汽车平均载重63.37t,可同时作业装车车位数为3点;每辆车调车作业时间为2min;铁路每天来车列数3列,每列车平均载重3150t。 二、储煤环节 矿井有铁路装车仓3个,总容量1.5万t,储煤场1个,容量5.0万t,储煤总量6.5万t。 三、必备条件 地面生产系统完善,各种安全保护设施齐全,设备运转正常。 四、计算过程 1.给煤环节 主井受煤仓下配备2台型号为GLD200/5.5/S,小时给煤能力500t/h。 A=2〃330〃Q〃t/(104×K1) =2×330×500×18/(104×1.2) =495万t/a 2.筛分环节 筛分环节布置2台设备型号为BHS-2155Z振动筛,单台设备生产能力为500t/h. A=2〃330〃Q〃t〃2/(104×K1) =2×330×500×18×2/(104×1.2) =495万t/a 3.原煤运输环节 由运输环节设备参数表可以看出,系统中设备能力最小环节是主井到筛分车间皮带机,其运输能力为750t/h。 A=3600×330〃w〃v〃t/(107×K1) =3600×330×83.3×2.5×18/(107×1.2) =371.1万t/a 式中:A—年运输量(万t/a); w—单位输送机长度上的负载量, 取83.3kg/m; v—带式输送机运行速度, 取2.5m/s; t—日运输时间,取18h; k1—运输不均匀系数,取1.2。 4.装车外运环节 本矿装车方式分火车装车与汽车装车两种。其中汽车装车时间为8h/d,运输不均衡系数取0.8,每辆汽车平均载重63.37t,可同时作业装车车位数为3点;每辆车调车作业时间为2min;每辆车平均装车时间15min。火车平均每列载重3150t,铁路为矿区自营,运输不均匀系数取1.2,每天来车列数3列。 (1)汽车外运能力按下式计算: A汽=330×10-4A1 k1T (万t/a) 式中:A-年装车外运量,万t/a; k1-运输不均匀系数,外委汽车队取0.8; T-每日装车作业时间,T=8h/d; A1-小时装车能力,按下式计算:

矿井三量计算

矿井三量计算 集团文件版本号:(M928-T898-M248-WU2669-I2896-DQ586-M1988)

“三量”计算公式 一)三量的可采期限规定如下: 1、开拓煤量的可采期限—般为三至五年以上; 2、准备煤量的可采期限—般为一年以上; 3、回采煤量的可采期限一般为四至六个月以上。 (二)三量实际可采期计算公式 1、生产矿井: 期末开拓煤量 开拓煤量可采期(年)=────────── 当年计划年产量 期末准备煤量 准备煤量可采期(月)=────────── 当年平均月计划产量 期末回采煤量 回采煤量可采期(月)= 当年平均月计划回采产量 (三)三量的解释和计算范围: 1、开拓煤量:开拓煤量系指已完成开采所必需的主井、副井、风井、井底车场、主要石门(或称中央石门)或采区石门、集中运输大巷或运输大巷、集中下山或采区下山、主要溜煤眼和必要的总回风道等的开拓、掘进工程所构成的煤量。沿倾斜由已掘凿的集中运输大巷或运输大巷的水平起,向上直到总回风道、煤层风化带下部边界或采空区下部边界上;沿走向到煤层两翼最后—个上山(或下山、石门)采区边界,这个范围内的煤量减去地质损失、设计损失和开拓煤量可采期限内不能开采的煤量后,即为开拓煤量。计算公式如下: 开拓煤量=(煤层两翼已开拓的走向长度×采区平均斜长×煤层平均厚度×煤的容重-地质损失-开拓煤量可采期限内不能开采的煤量) ×

采区回采率 说明: (1)用上山开采单一煤层时,两翼运输大巷和必要的总回风道必须作通到采区上山口的位置,运输大巷并应超过采区上山的采区车场岔道外一百米以上,以便车场调车与大巷继续掘进互不干扰。此时,开拓煤量计算公式中的煤层两翼走向长度应计算至此上山的采区边界;若运输大巷或总回风道末做通到采区上山口位置,走向长度只能计至前一上山采区的边界。 (2)用下、上山同时开采单一煤层时,下山部分的开拓煤量也应计算在内。如系用“采区下山”开采时,采区下山应掘至采区车场,并完成采区车场的掘凿工程。此时计算公式中的煤层走向长度应至下山采区的边界。 如采用“集中下山”采时,必须完成集中下山的车场和底运输大巷的掘凿工程,而且本水平运输大巷及集中下山底运输大巷都应作到采区上山口位置,底运输大巷要超过采区上山的车场岔道外一百米以上。此时计算公式中的煤层走向长度应计至此上山采区的边界。 (3)用主要石门及分层运输大巷开采煤层群时,每层煤的开拓煤量的计算均和单一煤层相同。 (4)用集中运输大巷及采区石门开采煤层群时,集中运输大巷应在超前运输石门五十米以上,而且石门要做通到煤层,此时计算公式中的煤层走向长度应计至石门采区边界。 (5)开采“水平”煤层或接近水平煤层时,集中运输大巷必须作到盘区运输巷道口外五十米的位置(盘区运输巷道相当于上、下山)。此时计算公式中的煤层走向长度计至盘区的边界;公式中的采区平均斜长为垂

煤矿高压整定计算示例

一、系统 ………3 二、短路 (6) 三、高爆开关整定计算 (12) 1、高爆开关计算原则 (12) 2、中央变电所高爆开关整定计算 (14) 3、采区变电所高爆开关整定计算 (19) 4、付井底变电所高爆开关整定计算 (22) 5、地面主井高压变电所整定计算 (24) 一、系统概况 1、供电系统简介 XXXXXXX开关站供电系统为单母线分段分列运行供电方式,由来集变电站(110/10KV)馈出两趟10 KV架空线路(来7板、来14板,架空线型号为LGJ-150 )到宏达10KV开关站,通过此10KV宏达开关站分别供宏达矿和桧树亭两矿用电。 桧树亭煤矿井下供电采用双回路分列运行方式(电缆型号为:*70-528 /504米),分别在地面桧树亭开关站两段母线上(桧11板在Ⅰ段母线,桧4板在Ⅱ段母线),井下布置有1个中央变电所(14台高爆开关,其中3台高压启动器、12台高压馈电开关,其中11#为采区I回路,2#为采区II回路。4台KBSG干式变压器,容量分别为两台500KVA,两台100KVA)、1个采区变电所(7台高爆开关、4台KBSG 干式变压器,容量分别为两台315KVA,两台100KVA)。1个付井底变电所(5台高爆开关、2台KBSG干式变压器,容量分别为315KVA)。

采区变电所、付井底变电所有两回路进线电源,采用分列供电,通过高压铠装电缆从中央变电所馈出线。局部扇风机实现“三专加两专”供电。全矿井下变压器总容量2660kVA,高压负荷3*280kW,最大启动电流10kV侧130A。负荷使用率。 2、10KV系统资料

以上表中参数为说明书数值。 经集团公司供电处提供来集变电站10KV侧标么值为: 最大运行方式下:最小运行方式下: (4)、线路参数 来集站到宏达站架空线路型号:LGJ-150 2112/2072m 上下杆电缆型号:10KV -3×240 总长100m 宏达开关站到桧树亭矿架空线路型号: LGJ-95 2400/2340m 上下杆电缆型号:15KV -3×150 总长80m 桧树亭地面高压变电所到桧树亭中央变电所电缆型号: MYJV42-3×70-10 528/504m 桧树亭中央变电所到采区变电所电缆型号: MYJV22-3×50-10 940/856m 桧树亭中央变电所到付井底变电所电缆型号: MYJV22-3×50-10 658/668m 桧树亭地面高压变电所到地面付井变电所电缆型号: 15KV -3×50 850/850m 查表参数如下: 架空线X=Ω/KM 高压电缆X=Ω/KM 二、短路电流和短路容量计算 (1)绘制电路图并计算各元件的相对基准电抗。

关于工业锅炉房煤场及灰渣部分设计计算

关于工业锅炉房煤场及灰渣部分设计计算 摘要:本文涉及了160吨/小时的锅炉房的煤场面积,输煤皮带的计算及灰渣量的计算,其中灰渣部分单独计算了70吨/小时的灰量和渣量,90吨/小时的渣量,160吨/小时的灰量。 关键词:煤场面积,输煤皮带计算煤耗,灰渣量,灰量,渣量 前言:煤场面积与进场煤的运输方式有关,灰渣量灰渣量与煤的灰份大小和燃烧方式有关,常用数据的选取由相关数据表给出。 1.煤场面积的计算: 由煤厂面积计算公式 KH ρ QN = F F —煤场面积( m2) Q —煤堆储煤量(t ),按进场煤的运输方式计算,火车或船舶运输贮存10~25天锅炉最大耗煤量,取15天。160吨/小时额定蒸汽对应最大煤耗量(对链条锅炉,吨汽煤耗取值0.17t/t ): Q=9792(t ) N —煤堆通道占用面积系数,火车运煤取1.3 K —煤堆形状系数,梯形取值0.7~0.8。这里取0.8 H —煤堆高度(m),由表1-1取值2.5m ρ—煤的堆积密度(t/m3),由表1-2取值0.8 于是 KH ρQN = F 7956m2=0.8×2.5×0.8 1.3×9792= 即:火车给总蒸发量为160吨/小时的锅炉房运煤,按储煤15天,需要煤 场面积为7956平方米。 我场常用煤的资料: 灰份Aar:17.52%, 挥发份Vdaf:22.48%, 水份Mar:11.73% 低位发热量https://www.doczj.com/doc/9e2979666.html,:22652.8kJ/kg,,固定炭C:48.27% 根据附表2-1我国工业锅炉用煤分类表,其为Ⅲ类烟煤

1.2.贮煤场的装卸机械设备 见附表1-3煤厂机械适用范围 2.输煤皮带 锅炉计算燃煤吨汽煤耗:0.17t/t 锅炉房160t/h 额定蒸发量为最大连续蒸发量,则该锅炉房小时煤耗 0.17×160=27.2t/h 则锅炉房24小时最大煤耗Q1: 0.17×160×24=652.8t 输煤皮带额定输送量计算公式: Q=k ×B 2×v ×ρ Q —额定输送量 (t/h ) K —按倾角β=20°槽形(有托辊)计算查表取值:320 B —皮带宽度,500mm,计算取值0.5m v —带速,最大值2m/s ,经验取值1.0m/s 。 ρ—煤堆积密度(散装),依据附表1-2煤堆积密度和安息角,取值: 0.8t/m3, 则输煤皮带额定输送量Q : Q=320×0.52×1×0.78=62.4t/h >27.2t/h 皮带昼夜工作时间T 为 昼夜最大煤耗Q1/输煤皮带额定输送量Q : T =Q1/Q=652.8/62.4=10.46小时 即输煤皮带在带速V=1.0m/s 的工况下,额定输送量大于锅炉房额定煤耗量,且皮带昼夜工作时间T 为10.46小时, 满足生产需要。 3.灰渣量的计算; 锅炉灰渣量的大小与煤的灰份大小和燃烧方式有关,每台锅炉的灰渣量可以按照下式计算; G=G m 【A ar ÷100 +(Q net.ar ×q 4)÷(33870×100)】 G ——煤台锅炉的灰渣量(t/h ) G m ——锅炉最大连续蒸发量时的实际煤耗量(t/h ) A ar ——燃煤收到基灰份(%),依据煤质资料,A ar =17.52 Q net.ar ——燃煤收到基低位发热量(kJ/kg ),依据煤质资料Q net.ar =22652.8 kJ/kg

井下中央变电所高压开关整定计算说明书

山西吕梁离石西山亚辰煤业有限公司井下中央变电所高开整定计算说明书二0一八年四月二十五日

井下中央变电所高开整定计算说明书 1、开关802的保护整定计算与校验: 负荷额定总功率:260(KW); 最大电机功率:160 (KW);最大电流倍数:6; 1× 0.7×260×1000 3×10000×0.7 = 15.01(A); ◆反时限或长延时过流保护(过载): 反时限过流保护:rel c N dz ret i K K I I K K ??= ?=1.1×1×15.01 1×40 = 0.41(A ); 取=z I 0.4 (A );即一次侧实际电流取为16(A ); 时限特性:默认反时限,报警时间1s ; ◆躲过最大负荷电流的过流保护(短路): 通过开关最大电流:max qe e I I I =+∑= 65.21+ 5.77 = 70.98(A) 过流保护:max rel c dz ret i K K I I K K ??= ?= 1.1×1×70.98 1×40=1.95 (A); 取=dz I 2(A )档;即一次侧实际电流取为80(A ); 时限特性:默认反时限; 短路电流计算:系统短路容量d S :60MV A ;系统电抗为:1.8375Ω; 高压电缆阻抗参数表 短路电流计算表 2 2) 2(min ) ()(2∑∑+?= X R U I av d = 10.5×1000 2×0.18322+1.91432 = 2730.04(A); 2 2) 3(min )()(3∑∑+?= X R U I av d = 10.5×1000 3×0.18322+1.9143 2 = 3152.38 (A); U I S d d ??=)2(min 2= 2×2730.04×10.5 1000 =57.33 (MV A);

煤矿“三量”及可采期计算规定

煤矿“三量”及可采期 计算规定 编制:李治南 编制日期:2018年1月31日

煤矿“三量”及可采期计算规定 一、基本内容 煤矿三量是指:开拓煤量,准备煤量,回采煤量,就是我们常说的三量。三量平衡对于正常生产有现实的意义。 为了及时掌握和检查各矿井的采掘关系,按开采准备程度,将中已经进行开拓准备的那部分储量分为开拓煤量、准备煤量和回采煤量,即所谓三量。 开拓煤量,是井田范围内已掘进开拓巷道所圈定的尚未采出的那部分可采储量。 准备煤量,是指采区上山及车场等准备巷道所圈定的可采储量。 回采煤量,是准备煤量范围内,已有及开切眼所圈定的可采储量。 二、三个煤量的划分及计算 为了及时掌握和检查各矿井的采掘关系,按开采准备程度,将可采储量中已经进行开拓准备的那部分储量分为开拓煤量、准备煤量和回采煤量如下:

1、开拓煤量 在矿井可采储量范围内已完成设计规定的主井、副井、、井底车场、主要石门、大巷、集中下山、主要溜煤眼和必要的总回风巷等开拓掘进工程所构成的煤储量,并减去开拓区内地质及损失、设计损失量和开拓煤量可采期内不能回采的临时煤柱及其它开采量,即为开拓煤量。 计算公式: 计算公式: Q开=(LhMD-Q地损-Q呆滞)K 式中:Q开——开拓煤量,t; L——煤层两翼已开拓的走向长度,m; h——采区平均倾斜长,m; M——开拓区煤层平均厚度,m; D——煤的,t/m3; Q地损——地质及水文地质损失,t;

Q呆滞——呆滞煤量,包括永久煤柱的可回采部分和开拓煤量可采期内不能开采的临时煤柱及其它煤量,t; K——采区采出率。 2、准备煤量 在开拓煤量范围内已完成了设计规定所必须的采区运输巷、采区回风巷及采区上(下)山等掘进工程所构成的煤储量,并减去采区内地质及水文地质损失、开采损失及准备煤量可采期内不能开采的煤量后,即为准备煤量。 计算公式: Q准=(LhMD-Q地损-Q呆滞)K 式中Q准——准备煤量,t; L——采区走向长度,m; h——采区倾斜长度,m; M——采区煤层平均厚度,m。 在一个采区内,必须掘进的准备巷道未掘成之前,该采区的储量不应算作准备煤量。

煤矿整定值计算使用说明

目录 井下供电系统两相短路电流计算 (2) 井下供电系统两相短路电流计算 (2) 一、K1 点选择在高压开关进线端 (2) 二、K2 点选择在500kVA 变压器出线端 (2) 三、K3 点选择在100kVA 变压器出线端 (3) 四、K4 (9111 采面配电点) (3) 五、K5 点选择在绞车房 (3) 六、K6点选择在9112 —2回风巷掘进工作面配电点 (4) 七、K7 点选择在+968m 三连运输巷掘进工作面配电点 (4) 八、K8 点选择在+971m 三连回风巷掘进工作面配电点 (5) 九、K9 点选择在9112—2回风巷掘进工作面备用局扇配电点 (5) 十、K10点选择在水泵房配电点 (5) 十一、三专线路计算 (6) 井下开关过流整定计算 (7) 一、9111 配电点 (7) 二、9112— 2 配电点整定计算 (9) 三、+968m 三连运输巷配电点整定计算 (10) 四、+971m 三连回风巷配电点整定计算 (10) 五、绞车房整定计算 (11) 六、水泵房整定计算 (12) 七、局扇供电线路整定计算 (12) 八、井下主变电所馈电开关电流整定计算 (14) 九、三专供电线路整定计算 (18) 十、高压开关整定计算 (19) 地面变电所整定值计算 (20) 一、编制依据 (20) 二、最大运行方式短路电流计算 (22) 三、地面高压保护装置整定计算 (25) 管理制度 (30)

井下供电系统两相短路电流计算 供电区域:+968m 三连运输巷掘进工作面配电点、+971m 三连回风 巷掘进工作面配电点、9112- 2回风巷掘进工作面配电点、9111工作 面配电点、绞车房、水泵房。 +968m 主变电所一回高压进线电缆短路电流计算 计算条件:电压:10kV,电缆截面:35mm 电缆长度L : 1100m 变 压器容量:600kVA 开关额定短路容量:25kA 。 K1点选择在高压开关进线端 1:电源系统电抗 U 2 2 X sy = 乩= 10/433=0.23094 Q S S (式中系统短路容量 Ss=1.732 X 25X 10000=433MV ) 2:高压电缆阻抗:35mrr 高压电缆查表得 Ro=0.616Q /km , Xo=0.084 Q /km ,可计算出:Xw=XoL=0.084X 1.仁0.0924 Q Rw 1 =RoL=0.616X 1.1=0.6776 Q 3:短路回路总阻抗 Z=、Rw 12 (X SY X W1)2 =、0.67762 (0.23094 0.0924)2 =0.7508 Q 4: K 点两相短路电流 K2点选择在500kVA 变压器出线端 高压侧系统电抗、电缆阻抗折算到变压器二次侧: X W 1 =(Xsy+Xw /) X (£)2二(0.23094+0.0924 ) X (_^)2 = 0.0015 Q U 10000 R W 1=F W1X ( E)2=0.6776 X (_69L )2= 0.0032 Q U 1 10000 变压器后的总阻抗:RT=0.0078Q ,XT=0.0433 Q ,500kVA Z= ,(RwT RT)2 (X W 「X T )2 =0.046 Q K2点两相短路电流: =10000 2 0.7508 =6660A 3= 2 3 2 I =7691A

煤矿三量计算1

“三量”计算 一)三量的可采期限规定如下: 1、开拓煤量的可采期限—般为三至五年以上; 2、准备煤量的可采期限—般为一年以上; 3、回采煤量的可采期限一般为四至六个月以上。 (二)三量实际可采期计算公式 1、生产矿井: 期末开拓煤量 开拓煤量可采期(年)=────────── 当年计划年产量 期末准备煤量 准备煤量可采期(月)=────────── 当年平均月计划产量 期末回采煤量 回采煤量可采期(月)= 当年平均月计划回采产量 (三)三量的解释和计算范围: 1、开拓煤量:开拓煤量系指已完成开采所必需的主井、副井、风井、井底车场、主要石门(或称中央石门)或采区石门、集中运输大巷或运输大巷、集中下山或采区下山、主要溜煤眼和必要的总回风道等的开拓、掘进工程所构成的煤量。沿倾斜由已掘凿的集中运输大巷或运输大巷的水平起,向上直到总回风道、煤层风化带下部边界或采空区下部边界上;沿走向到煤层两翼最后—个上山(或下山、石门)

采区边界,这个范围内的煤量减去地质损失、设计损失和开拓煤量可采期限内不能开采的煤量后,即为开拓煤量。计算公式如下:开拓煤量=(煤层两翼已开拓的走向长度×采区平均斜长×煤层平均厚度×煤的容重-地质损失-开拓煤量可采期限内不能开采的煤量) ×采区回采率 说明: (1)用上山开采单一煤层时,两翼运输大巷和必要的总回风道必须作通到采区上山口的位置,运输大巷并应超过采区上山的采区车场岔道外一百米以上,以便车场调车与大巷继续掘进互不干扰。此时,开拓煤量计算公式中的煤层两翼走向长度应计算至此上山的采区边界;若运输大巷或总回风道末做通到采区上山口位置,走向长度只能计至前一上山采区的边界。 (2)用下、上山同时开采单一煤层时,下山部分的开拓煤量也应计算在内。如系用“采区下山”开采时,采区下山应掘至采区车场,并完成采区车场的掘凿工程。此时计算公式中的煤层走向长度应至下山采区的边界。 如采用“集中下山”采时,必须完成集中下山的车场和底运输大巷的掘凿工程,而且本水平运输大巷及集中下山底运输大巷都应作到采区上山口位置,底运输大巷要超过采区上山的车场岔道外一百米以上。此时计算公式中的煤层走向长度应计至此上山采区的边界。 (3)用主要石门及分层运输大巷开采煤层群时,每层煤的开拓煤量的计算均和单一煤层相同。 (4)用集中运输大巷及采区石门开采煤层群时,集中运输大巷应在超前运输石门五十米以上,而且石门要做通到煤层,此时计算公式

煤矿井下低压开关整定计算公式

煤矿井下低压开关整定 计算公式 文件排版存档编号:[UYTR-OUPT28-KBNTL98-UYNN208]

低防开关整定计算一、过流保护: 1、整定原则: 过流整定选取值 I 过流应依据开关可调整范围略大于或等于所带设备额定电流Ie。如果低防开关带皮带负荷,为躲过皮带启动电流,过流整定值 I 过流应依据开关可调整范围取所带设备额定电流Ie 的倍。低防总开关过流整定值考虑设备同时运行系数和每台设备运行时的负荷系数(取同时系数 K t =-,负荷系数取K f =-),在选取时总开关过流整定值应为各分开关(包括照明综保)过流整定值乘以同时系数K t 和负荷系数K f 。(依据经验,如果总开关所带设备台数较少,同时系数可取)。 2、计算公式(额定电流Ie) Ie=Pe/( 3 Ue cosФ) Pe:额定功率(W) Ue:额定电压(690V) cosФ:功率因数(一般取)注:BKD1-400 型低防开关过流整定范围(40-400A) BKD16-400 型低防开关过流整定范围(0-400A)二、短路保护(一)、BKD16-400 型 1、整定原则:分开关短路保护整定值选取时应小于被保护线路末端两相短路电流值,略大于或等于被保护设备所带负荷中最大负荷的起动电流加其它设备额定电流之和,取值时应为过流值的整数倍,可调范围为3-10Ie。总开关短路保护整定值应小于依据变压器二次侧阻抗值算出的两相短路电流值,大于任意一台分开关的短路定值。选取时依据情况取依据变压器二次侧阻抗值算出的两相短路电流值-倍,可调范围为3-10Ie。 2、计算原则:被保护线路末端两相短路电流计算时,阻抗值从变压器低压侧算起,加上被保护线路全长的阻抗(总开关计算被保护线路的阻抗时,电缆阻抗忽略不计,只考虑变压器二次侧阻抗值)。被保护设备所带负荷中的最大负荷的启动电流按该设备额定电流的5-7 倍计算。 3、计算公式:(1)变压器阻抗:Z b (6000) =U d %×Ue 2 /Se U d %:变压器阻抗

##煤矿“三量”管理制度

煤矿“三量”管理制度 为全面学习贯彻落实国家煤矿安全监察局《关于印发<防范煤矿采掘接续紧张暂行办法>的通知》(煤安监技装〔2018〕23号)文件精神,保证矿井采掘计划接续正常和煤矿的安全生产,实现矿山的可持续发展,特制订煤矿《三量管理制度》: 一、三量管理领导机构设置 组长:矿长 副组长:总工程师 成员:各安全生产副总、调度室、机械化科、生产技术科、规划科、总工办、地质测量科等部门负责人及相关专业技术人员下设三量管理办公室,办公室设在地质测量科 主任:科长 二、三量管理职责的划分 矿长是三量管理的第一责任人;总工程师具体负责三量管理的技术管理工作,监督指导矿井三量管理的日常工作,同时负责矿井三量图纸、报表的审批工作。地质测量科科长负责协助总工程师开展日常三量的技术管理工作,监督指导三量图纸、报表的编制工作。地质测量科是矿井三量的管理部门,具体负责矿井三个煤量图纸、报表的计算和上报工作,对在矿井生产中发现“三量”可采期未达到规定要求的,及时向总工程师报告并协助相关生产科室调整采掘计划,确保矿井三量可采期符合国家规定。 (一)矿各级领导对合理开采煤炭资源,提高资源回采率和保证矿井各类回采率指标达到计划要求负责。负责决策矿井各煤层开采的配比、支架选型,负责追究由个人或单位原因造成的重大的煤炭资源损失人员的责任。 (二)总工办必须对矿井、水平、采区、工作面开采设计的先进性和合理性负责,设计回采率必须达到国家规定标准,积极推进无煤

柱开采等新技术,合理留设各种煤柱;编制或修订不少于24个月的采掘工作面接续;监督井巷工程按设计施工,若因设计不合理造成的损失,由设计部门负责。 (三)规划发展科人员应了解生产现场情况,按采煤工作面设计、地质说明书合理制定采、掘计划指标,确保采、掘计划的制定符合现场生产实际。 (四)机械化科人员要合理分析现场资源回收与安全的关系,督促区队在保证安全的前提下,努力提高资源回采率,要加强工作面验收,合理分配煤量;配备与煤层厚度相匹配的架型,研究提高支架加大采高的可能性,为合理开采和多回收煤炭资源创造条件;对采煤工作面加强技术管理,尽可能提高资源回采率。检查各采煤区队回采率完成情况,对出现丢煤的单位督促其采取积极、有效的措施,达到提高回采率的要求。 (五)生产技术科根据矿井接续安排合理调整掘进施工,确保矿井不出现集中施工或突击施工的现象,严格要求掘进单位按设计位置和层位施工,并对掘进单位施工巷道是否严格按设计位置和层位施工负责。 (六)地质测量科是煤炭资源、“三量”管理的主管监督部门,负责全矿回采率的测算和考核,对提高回采率或丢煤的单位和个人提出奖、罚意见。提供可靠的地质资料,因工作失误造成的不合理损失,由地质测量科负责。“三量”管理人员必须做到以下几点: 1、参加审查采区设计及采掘作业规程,编制和审查年季、月度生产计划及回采率计划,以便掌握矿井生产情况,对生产部门进行业务监督。 2、在生产阶段,做好三量平衡工作,及时掌握和检查矿井的采掘关系,根据《防范煤矿采掘接续紧张暂行办法》(煤安监技装〔2018〕23号)规定要求,开拓煤量、准备煤量和回采煤量分布不低于3年、

堆煤场起尘量计算公式

堆煤场起尘量计算公式 Prepared on 22 November 2020

环评计算常用数据及公式供参考(仅用来借鉴) 废气类: 烧一吨煤,产生1600×S%千克SO2,1万m3废气,产生200千克烟尘。 烧一吨柴油,排放2000×S%千克SO2,万m3废气;排放1千克烟尘。 烧一吨重油,排放2000×S%千克SO2,万m3废气;排放2千克烟尘。 大电厂,烟尘治理好,烧一吨煤,排放烟尘3-5千克。 普通企业,有治理设施的,烧一吨煤,排放烟尘10-15千克; 砖瓦生产,每万块产品排放40-80千克烟尘;12-18千克二氧化硫。 规模水泥厂,每吨水泥产品排放3-7千克粉尘;1千克二氧化硫。 乡镇小水泥厂,每吨水泥产品排放12-20千克粉尘;1千克二氧化硫。 物料衡算公式: 1吨煤炭燃烧时产生的SO2量=1600×S千克;S含硫率,一般。若燃煤的含硫率为1%,则烧1吨煤排放16公斤SO2。 1吨燃油燃烧时产生的SO2量=2000×S千克;S含硫率,一般重油%,柴油。若含硫率为2%,燃烧1吨油排放40公斤SO2。 排污系数:燃烧一吨煤,排放万标立方米燃烧废气,电厂可取小值,其他小厂可取大值。燃烧一吨油,排放-万标立方米废气,柴油取小值,重油取大值。【生活及其他烟尘排放量】 按燃用民用型煤和原煤分别采用不同的系数计算: 民用型煤:每吨型煤排放1~2公斤烟尘 原煤:每吨原煤排放8~10公斤烟尘 一、工业废气排放总量计算 1.实测法 当废气排放量有实测值时,采用下式计算: Q年=Q时×B年/B时/10000 式中:

Q年——全年废气排放量,万标m3/y; Q时——废气小时排放量,标m3/h; B年——全年燃料耗量(或熟料产量),kg/y; B时——在正常工况下每小时的燃料耗量(或熟料产量),kg/h。 2.系数推算法 1)锅炉燃烧废气排放量的计算 ①理论空气需要量(V0)的计算 a.对于固体燃料,当燃料应用基挥发分V y>15%(烟煤),计算公式为:V0=×Q L/1000+[m3(标)/kg] 当Vy<15%(贫煤或无烟煤), V0=Q L/4140+[m3(标)/kg] 当Q L<12546kJ/kg(劣质煤),V0=Q L对于液体燃料,计算公式为:V0=× Q L/1000+2[m3(标)/kg] c.对于气体燃料,Q L<10455kJ/(标)m3时,计算公式为: V0=×Q L/1000[m3/m3] 当Q L>14637kJ/(标)m3时, V0=×Q L/[m3/m3] 式中:V0—燃料燃烧所需理论空气量,m3(标)/kg或m3/m3;Q L—燃料应用基低位发热值,kJ/kg或kJ/(标)m3。各燃料类型的QL值对照表 (单位:千焦/公斤或千焦/标米3)燃料类型Q L 石煤和矸石8374 无烟煤22051 烟煤17585 柴油46057 天然气35590 一氧化碳12636 褐煤11514 贫煤18841

煤矿整定值计算说明书

目录

井下供电系统两相短路电流计算 供电区域:+968m 三连运输巷掘进工作面配电点、+971m 三连回风巷掘进工作面配电点、9112-2回风巷掘进工作面配电点、9111工作面配电点、绞车房、水泵房。 +968m 主变电所一回高压进线电缆短路电流计算 计算条件:电压:10kV ,电缆截面:35mm 2,电缆长度L :1100m ,变压器容量:600kVA ,开关额定短路容量:25kA 。 一、K1点选择在高压开关进线端 1:电源系统电抗 X Sy =S 2 U a S U =102/433=Ω (式中系统短路容量Ss=×25×10000=433MVA ) 2:高压电缆阻抗:35mm 2高压电缆查表得Ro=Ω/km ,Xo=Ω/km ,可计算出:Xw 1=XoL=×=Ω Rw 1=RoL=×=Ω 3:短路回路总阻抗 Z=2121)(W SY X X Rw ++=2 20.09240.230940.6776)(++=Ω 4:K 1点两相短路电流 I 2= Z 2U U a ?=7508.0210000?=6660A I 3=?3 2I 2 =7691A 二、K2点选择在500kVA 变压器出线端 高压侧系统电抗、电缆阻抗折算到变压器二次侧: X W1,=(Xsy+Xw 1)×(12U U )2=(+)×(10000 690)2 =Ω R W1,=R W1×( 12U U )2=×(10000 690)2 =Ω 变压器后的总阻抗:RT=Ω,XT=Ω,500kVA Z=2,12,)()1(T W X X RT Rw +++=Ω K2点两相短路电流:

I 2 =Z 2U U a ?=046.02690?=7500A I 3=?3 2I 2 =8660A 2台500kVA 变压器一样,所以计算结果一致。 三、K3点选择在100kVA 变压器出线端 高压侧系统电抗、电缆阻抗折算到变压器二次侧: X W1,=(Xsy+Xw 1)×(12U U )2=(+)×(10000 690)2 =Ω R W1,=R W1×( 12U U )2=×(10000 690)2 =Ω 变压器后的总阻抗:RT=Ω,XT=Ω,100kVA Z=2,12,)()1(T W X X RT Rw +++=Ω K3点两相短路电流: I 2= Z 2U U a ?=047.02690?=7340A I 3=?3 2I 2 =8476A 四、K4(9111采面配电点) 电缆截面:95mm 2,L=400m ,电压U=690V 。 干线电缆电阻电抗:X W 干=XoL=×=Ω R W 干=RoL=×=Ω 短路回路总阻抗:∑R=R W1,+RT+ R W 干+RH=Ω ∑X=X W1,+XT+ X W 干=Ω Z= ∑∑+ 2 2 X R =Ω K4点两相短路电流:I 2= Z 2U U a ?=2961A 五、K5点选择在绞车房 电缆截面:35mm 2,L=350m ,电压U=690V 。 干线电缆电阻电抗:X W 干=X0L=×=Ω R W 干=R0L=×=Ω 短路回路总阻抗:∑R=R W1,+RT+ R W 干+RH=Ω ∑X=X W1,+XT+ X W 干=Ω

三量管理办法

1、煤矿三量是指:开拓煤量,准备煤量,回采煤量,就是我们常说的三量。三量平衡对于正常生产有现实的意义。 为了及时掌握和检查各矿井的采掘关系,按开采准备程度,将可采储量中已经进行开拓准备的那部分储量分为开拓煤量、准备煤量和回采煤量,即所谓三量。 开拓煤量,是井田范围内已掘进开拓巷道所圈定的尚未采出的那部分可采储量。 准备煤量,是指采区上山及车场等准备巷道所圈定的可采储量。 回采煤量,是准备煤量范围内,已有回采巷道及开切眼所圈定的可采储量。 对于大中型井工煤矿,开拓、准备、回采煤量分布不低于3年、1年、4个月;而针对于小型煤矿,则为不少于2年、8个月、3个月。 2、以采掘工程平面图或者煤层底板等高线图为底图,绘制三量的分布范围、煤炭损失的分布范围。分煤层绘制损失量图。 也可以以台账绘制成表格形式,把煤损进行反映。 3、损失量台账按照永久煤柱台账、地质及水文地质煤柱台账、护巷煤柱台账、三下压煤量台账分类。 4、煤炭损失分类。按照损失形态分类分为落煤、面积、厚度损失。按照引起煤炭损失的原因分为开采损失、非开采损失。按照计算范围分为全矿损失、采区损失、工作面损失。 生产矿井储量管理规程实施细则 第一章总则 页脚内容1

第1条加强矿井储量管理是合理开采煤炭资源,提高回采率的一项重要措施之一,正确地统计、计算和真实地反映生产矿井储量、采出量及损失量情况,是煤炭生产中不可缺少的基础工作。根据原煤炭工业部(83)煤生字第1275号文件精神和国家煤矿安全监察局新颁《矿井质量标准化标准》,结 合集团公司目前实际情况,特制定本实施细则。 第2条有关业务部门职责范围 一、生产技术部门主要负责: 积极贯彻煤炭工业技术政策,及时处理报损储量,制定提高回采率的有关技术措施,具体提供矿井生产各种作业规程,确定各种煤层计划采高,改进采煤作业方法,总结提高回采率的经验,研究分 析存在的问题。 二、地质测量部门主要负责: 1、合理圈定各级储量、采出量及损失量的范围,正确地测量、计算其数量,并分门别类地整理成 台帐、图表、卡片等资料; 2、对储量的变化、转出、转入、注销、地质及水文地质损失按照规定进行测算,申请核减报批。 年末汇总填编有关报表上报。对生产部门申报批准后的报损储量年末进行汇总,填编报表上报; 3、合理计算各种损失率,并进行分析上报; 4、负责煤生38、44、45表及“三个煤量”等报表的汇总填报工作; 5、及时掌握分析矿区和各矿井储量变化动态,监督矿井储量开发利用状况,正确提供有关储量数 据,按时修改编制储量图件。 第3条各矿井地质部门必须配备专职储量管理人员,人员的数量要符合质量标准化的要求。 第4条本实施细则自下发之日起执行。 页脚内容2

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