设计06第六章提升运输通风排水压风制氮设备099复件.docx

第六章 提升、通风、排水、压风和制氮设备

6.1 提升设备

6.1.1 概述
本矿井设计生产能力为6.0Mt/a，初期能力为3.0Mt/a。在矿井工业场地设有一个主平硐、一个副平硐。另有一个回风斜井布置在井田东部4-2号煤层火烧区边界附近。主平硐装备一台钢丝绳芯带式输送机担负矿井原煤的运输任务。副平硐采用无轨胶轮车担负全矿材料、设备、人员等辅助运输任务。设计矿井年工作日330d，每天净提升时间为16h。
6.1.2 主平硐运输设备
，主平硐、5-2煤大巷带式输送机运量确定为2500t/h。结合井下工作面生产能力大的特点，考虑生产因素和工作面的峰值煤量，来确定胶带机的带宽、带速、输送带强度等技术参数。L=2956.255m，输送（一）设计依据（按Q=2500t/h选型计算）
矿井生产能力 6.00Mt/a
带式输送机运量 Q=2500t/h
带式输送机带宽 B=1400mm
主平硐井筒倾角 δ=带式输送机长度 L≈2956.255m
煤的松散容重 ρ=950kg/m3
带式输送机工作制度 330d/a 、16h/d
（二）带式输送机选型计算
1．圆周驱动力的计算
根据带式输送机的实际工作条件及国内设备生产厂家的加工水平，同时考虑到现场的管理水平等因素后，确定采用并计算出如下参数：
托辊运行阻力系数 f＝0.028
传动滚筒摩擦系数 μ＝0.30
带式输送机最大提升速度 V＝4.0m/s
初选胶带强度 St1600N/mm
每米物料重量 qG＝173.61kg/m
每米胶带重量 qB＝48.30kg/m
上托辊每米长转动部分重量 qRO=29.10kg/m
下托辊每米长转动部分重量 qRU=10.85kg/m
系 数 C＝1.04
主要阻力 FH＝300565N
主要特种阻力 FN＝17907N
附加特种阻力 FS1＝14341N
倾斜阻力 Fst＝-112259N
传动滚筒所需圆周驱动力 Fu ＝FH+FN+FS1+FSt
＝220554 N
2．电动机功率
带式输送机稳定运行时传动滚筒所需运行功率：
PA＝Fu ×V/1000＝883kW
带式输送机驱动电动机功率：
PM＝PA/η1＝1081kW
式中：η1——驱动系统正功率运行时的传动效率。η1=0.8158
为此，选择2台630kW、 YBPT450-4 电动机。
3．输送带张力计算
主平硐带式输送机采用头部双滚筒传动，功率配比1：1。根据输送机的布置形式确定第一传动滚筒的围包角ф1＝190°，第二传动滚筒围包角ф2＝190°。设FA1、FA2分别为第一和第二传动滚筒圆周力，F1、F1-2和 F2分别为第一和第二传动滚筒处的输送带绕入点和绕出点的张力，F3、F4分别为尾轮处的输送带张力，FA为起动状态传动滚筒圆周力。其中 FA=FU×KA KA为启动系数 ，取值KA=1.20
第一传动单元滚筒上圆周力 FA1= KA×1/2FA ＝132332N
第二传动单元滚筒上圆周力 FA2= KA×1/2FA ＝132332N
设第二传动滚筒eμф2值用足时，则：
F2＝FA2/（eμф2－1）＝77709N
F1＝FA ＋F2＝298263N
F1-2＝F2＋FA2＝187986N
F3=F4=177889N
F1/F1-2≤eμф1
F1-2/F2≤eμф2
故按不打滑条件验算，张力满足要求。
再按垂度条件验算上、下分支最小张力：
F上min=g(qG+qB)×aU/(8×0.01)=32654N
F下min=g(qG+qB)×aO/(8×0.01)=17768N
由F3=F4> F上min > F下min 满足垂度验算
最后计算输送带的安全系数：
n=B×St/F1=7.5
7<n<9 输送带安全系数满足要求。
4．驱动装置设备选型
由于主平硐带式输送机运输距离较长、运输能力大，为降低起动和紧急制动时输送带的动张力，减少起动时对电网的冲击和起动过程中各承力部件的动载荷，延长减速器、电动机等关键部件的使用寿命，实现电机间的功率平衡，应对带式输送机的起/制动加速度进行控制，因此驱动装置必须具有软起/停功能。
根据国内同类设备生产现状及现有生产矿井的实际使用情况，设计对带式输送机的驱动方式进行了CST可控起/停驱动、交-直-交变频调速驱动等方案比较。CST可控起/停驱动装置和交-直-交变频调速驱动装置都能满足本条带式输送机的使用要求。交-直-交变频调速驱动装置交-直-交变频调速驱动装置所以比选后确定主平硐带式输送机驱动装置选用“交-直-交”变频调速驱动装置。
1140V或660V3300V及以上变频器的价格低50%以上。故本次设计采用低压电动机。
考虑到660V是一个国际通用电压等级，国内外多家厂商做此变频器，该电压下，电动机功率最大可到1000kW，在平朔煤矿有710 kW的皮带用变频电机已运行了几年。考虑到本项目电机功率是630 kW，所以电机电压选用660 V。
根据《煤矿安全规程》和《带式输送机工程设计规范》的规定， 主平硐带式输送机装备一套SHI252型低速轴盘形闸制动器。
为保证操作人员和行人安全，在主平硐带式输送机驱动装置和滚筒处设置安全防护设施，在拉紧装置两侧和机尾处设置安全护网和护栏。另为便于设备维修主平硐带式输送机上设置一些人行过桥。
5．带式输送机的保护与供电
在主平硐选用一套集监测、控制、信号、通信为一体的带式输送机监控系统，为分级分布式结构，具有较高的运行可靠性和使用灵活性，显示功能强，联网方便，设有驱动滚筒打滑、堆煤、跑偏、温度、烟雾、防胶带撕裂、输送带张力下降、电动机过载、电机超温等多项保护装置，满足《煤矿安全规程》的有关规定，并能与井上下的其他胶带输送机实现闭锁集中控制。6．拉紧装置选型
拉紧装置放在头部。采用液压拉紧装置。拉紧装置型号为ZLY-02-320。
7．输送带选型
采用阻燃型钢丝绳芯输送带。带强St1600后在本胶带输送机的安装过程中，应加强对胶带接头硫化的质量控制和检测，以确保接头强度满足有关规定的要求。
主平硐带式输送机技术特征见表6.1-1。
主平硐带式输送机技术特征

10
制动器型号

SHI252 1套

11
液压自动张紧装置型号

ZLY-02-320 1台

6.2 通风设备

本矿井为低瓦斯矿井，煤尘有爆炸危险性，煤层有自然发火倾向。矿井初期通风方式为中央分列抽出式通风。由主、副平硐进风，回风斜井回风，服务于一盘区，服务年限约30a。回风斜井井口标高+1155m。
6.2.1 设计依据
初期风量：
后期风量
初期矿井阻力：
后期矿井阻力 ：
6.2.2 通风机风量、风压计算
考虑通风设施漏风和风道局部阻力损失后，回风斜井的风量、阻力为：
初期风量：
后期风量：
初期矿井阻力：

后期矿井阻力：

式中： —— 通风设备漏风系数，取1.05；
——风道阻力之和，计算值为237。
ρ0 ——标准状况空气密度 取1.2931 kg/m3。
ρ1 ——风井井口空气密度 取1.2788kg/m3。
通风网路特性曲线方程：

6.2.3 设备选型
设计曾考虑过选用离心式风机，该型式风机与轴流式风机相比，由于反风需要专设反风道及反风闸门等一系列设施，增加了反风道的投资，土建施工量大，且风门多，在冬季容易出现风门被冻住的问题，其风量调节方式为采用前导叶调节，属于截流式调节，不利于风机的经济运行，故设计推荐选用轴流式矿井通风机。
根据矿井回风量、矿井阻力，以及在国内得到广泛应用的轴流通风设备使用情况和性能，设计对回风斜井通风设备的选型考虑了两个方案，方案比较见表6.2-1。
通风设备选型方案比较表
表6.2-1

131.3
131.3

1219
1219

60
72

266.7
222.3

-6°
34°

183.8
183.8

3179
3179

80
84

730.4
696.0

3°　
34°

Y710L-6
　YBF 560M2-8

260（+40）
220（±0.00）

254+110
265.8+150

200
80

564（+68.2）
495.8（±0.00）
备注：以上比较表中的设备价为公司参考报价，投资中未包括安装费。
方案一选用的型轴流式矿井通风机是80年代引进TLT公司技术，由上海鼓风机厂生产的，质量体系完善，工装器具齐全，制造质量较好；采用停机一次性整体调节叶片方式，风机叶片调节方便；采用停机调节叶片反风，反风量大；产品配带消音器、箱式风门、轴承润滑站、喘振报警装置、通风测定装置等，成套性强；风机品种规格齐全，按“量体裁衣”的方式选择风机；风机运行噪声较小；但由于主电机安装在出风侧，传动轴需穿过扩散塔与风机叶轮连接，其尺寸较长，安装对中困难，同时扩散塔较高，为避免基础的不均匀下沉，基础处理难且工程量大；需建机房、扩散塔等，风道长，占地面积较大；安装调试复杂，施工周期长，装置设备多、维护量稍大；反风时需调节叶片角度，操作时间长。
方案二选用的型矿用防爆对旋轴流式通风机，属国内90年代中期开发的新产品，已在国内矿井得到大量的应用，其两级叶轮既是工作轮又互为导叶，提高了风机运行效率，通风机设有回流环，有效地消除了喘振；可配变频电机变频调节风机转速，以适应矿井不同期间对通风的需要；采用反转反风并带防爆制动器，反风量较大，反风时间较短；配带风门、消音器、扩散筒，安装简单、施工周期短，维护工作量小；不需建风机房、可露天布置，安装时间短。但由于通风机电动机安装在风机轮毂内，叶轮安装在电动机轴上，需要装设防爆电动机，电动机散热较差，电动机维护较复杂。YBF560M2-8由于初、后期的负压相差较大，为使风机在初、后期都能在高效区节能运行，本设计采用初期单级运行的方式。
初期工况点参数为（单级运行）：叶片角度34°、风量131.3m3/s、风压1219Pa、效率72%、轴功率222.3kW。
后期工况点参数为：叶片角度34°、风量183.8m3/s、风压3179Pa、效率84%、轴功

率696.0kW。
初期反风工况点参数为（单级运行）：叶片角度34°、风量98m3/s、风压690Pa、效率38%、轴功率177.9kW。
后期反风工况点参数为：叶片角度34°、风量146m3/s、风压1310Pa、效率40%、轴功率478kW。
通风机为通风机的外壳应进行防腐处理，所有联接螺栓均采用不锈钢螺栓。
在通风机的集风器前和扩散器侧壁应设置密闭性能良好的检修门，其位置应便于出入。在消声器前后应设检修门。
风机采用的闸门，可电动、手动两用。要求开关灵活，使用方便，密闭性好，漏风少，有防冻措施，开启/关闭时间不大于3min。

房东南侧10kV电源引自工业场地10kV侧不同母线段，一回工作、一回备用。 一回工作、一回备用。通风机房内设KYN28A-12型抽出式金属封闭高压真空开关柜16台。在控制室中设集操台和风机在线监测装置一套。

6.3 排水设备

排水管路沿大巷敷设，排至副平硐排水沟，再自流到地面井下水处理站。大巷顶端标高：+1081 m
排水泵房标高： +1065m
正常涌水量： 170 m3/h
最大涌水量： 220m3/h
排水距离： 2100 m
排水高度： 21 m
从表中可以看出，两个方案的排水能力都能满足矿井排水的要求。第一种方案所选水泵是在原D型泵基础上改进而成，泵的首级叶轮、进水段及主要过流部件采用耐磨材质，使泵的抗汽蚀性能和耐磨性能得到了较大的提高，从而保证泵在较长的一段时期内保持高效运行，并有效地延长了泵的使用寿命，泵的吸程较原D型泵有所提高。其优点是采用变频调速可灵活的控制水泵的流量，容易找到比较适合且经济的工况点，利于节约能源；泵的效率高，年运行费用低；缺点是设备初期投资较高。方案二所选用的水泵为矿用潜水电泵，是在QJ系列潜水电泵的基础上，专为矿山排水设计的潜水设备，它吸取了国外矿用潜水电泵的特点，采用特殊加工工艺和结构，适用矿床地表疏干，掘进井筒的井底排水、倾斜巷道的掘进排水及水仓排水等，其优点是设备初期投资较低；缺点是效率低，轴功率高，水泵年运行费用高。
经技术经济综合比较，设计推荐方案一，即选用3台MD1280-43×2型矿用耐磨多级离心泵，配YB280S-4型（75kW、1480r/min、660V）矿用隔爆电动机。
排水泵的工况点计算：

1

管道特性曲线方程：
新管：
旧管：
式中：R1、R2——管道阻力系数，新管时R1=3.99×10-4, 旧管时R2＝6.79×10-4；
Ht——吸水面至排水口几何高差（m）。
水泵工况点参数：
新管：流量223.9m3/h、扬程41m、效率77.9%、轴功率33.1kW、允许吸上真空度5.69m。
旧管：流量209.9m3/h、扬程50.9m、效率76.5%、轴功率39.2kW、允许吸上真空度5.89m。
满足《煤矿安全规程》的有关规定。
泵房内的排水管道选用Ф219×7无缝钢管，内的排水管道选用Ф273×7无缝钢管2趟。正常涌水1趟工作，1趟备用，2趟同时工作。在泵房内采用法兰连接，在大巷中采用柔性管接头连接。6.3.3 其它
排水泵的灌注引水方式采用ZPBZ型喷射泵，以排水管道中的压力水为能源，同时以消防洒水为备用能源。
为便于设备安装和检修，在泵房内设有固定起重梁，配备单轨小车和手拉葫芦。
水泵电机由相邻的主排水泵房配电室内的ZJT-110/660矿用隔爆变频器供电和控制。
当水泵变频器发生故障，电动机启动需关小水泵出口闸门后方可启动。

6.4 压风设备

6.4.1 设计依据
矿井投产时，井下在2个综掘面和1个普掘面设有风动工具，达产时在2个连采机掘、2个综掘、1个普掘面设有风动工具。矿井投产时用气地点及用风工具使用情况见表6.4-1。
大巷综掘锚喷支护使用一台混凝土喷射机井底煤仓空气炮属于临时用气，不计入总用气量。则矿井所需风量：矿井用气地点及用气量表
表6.4-1
用气地点
设 备
耗气量
(m3/min台)
工作压力
(MPa)
总耗气量
(m3/min)
名 称
工作台数
普掘工作面
风 镐
2
1.2
0.4～0.5
2.4
气腿风动凿岩机
4
3
0.5～0.6
12
混凝土喷射机
1
5～8
0.15～0.4
8
综掘工作面
混凝土喷射机
1
5～8
0.15～0.4
8
锚索钻机
2
2.9～3.6
0.5
7.2
煤仓（2个）
空气炮

0.4～0.8
4.32

＝1.2×1.15×1.01×（8＋4×3×0.96+2×1.2×0.99＋2×3.6×0.99）
＝40.5m3/min
，取1.2，取1.15，取1.01按满足投产时的1个回采工作面（23）人员和3个掘进工作面（3x15）人员灾害预防的用风计算所需风量：
Q =nα1γq
=68×1.2×1.01×0.3
=24.7（m3/min）
式中：α1——沿管道全长的漏风系数，取1.2；
γ——海拔高度修正系数，取1.01；
q ——事故情况下工作面每人配送风量按0.3m3/min计；
n ——最大班工作面人数，按68人计。
设计考虑以上两种情况下用风量，并取大值即40.5m3/min
根据风动工具使用地点、用气量及场地布置和国家安全生产监督管理总局关于煤矿“三条线”建设的通知要求，本设计推荐在风井场地集中设置空压机站敷设管道下井向井下掘进工作面、煤仓供气的方案。
对压缩机机型，目前属传统活塞式和螺杆式并存的状况。由于螺杆式机组具有结构简单，零部件数量少，外形紧凑，重量轻，运行平稳，维护工作量少，其比功率接近或达到活塞式空压机的水平，气量调节方便，近年已成矿山大量应用的主要趋势。为此设计推荐采用螺杆式空压机组。并螺杆式方案比较见表6.4-2。
方案一初期选用2台SA-120A型螺杆式空压机，随机配电动机（380V、125kW、1470r/min），后期增加两台SM-490型井下移动式空压机，随机配电动机（660V、90kW、1470r/min），优点是运行方式灵活，采用两套系统可靠性更高，使用移动式空气压缩机，可保证后期用气设备的用风需求，并且使后期巷道维护更为方便，缺点是投资稍高。
方案二选用5台SA-75型螺杆式空压机，随机配电动机（380V、75kW、1470r/min），缺点空压机房占地面积大，没有方案一运行方式灵活，井下用风地点必须敷设压缩空气管路才能使用风动工具。

表6.4-2
内 容
方案一（推荐）
方案二
空 气
压缩机
型 号
SA-120A( SM-490)
SA-75A
排 气 量 (m3/min)
21(16)
12.8
额定排气压力(MPa)
0.85(0.7)
0.85
冷却方式
风冷
风冷
台 数 (台)
3(2)
5
电
机
型 号

功 率 (kW)
125(90)
75
电 压 (V)
380(660)
380
转 速 (r/min)
1470
1470
压气管道规格 (mm)
Φ159×4.5
Φ159×4.5
投资
设备费(万元)
102（±0.00）
90（-12）
土建费(万元)
11.6
13.5
合计(万元)
113.6（±0.00）
103.5（-10.1）

3．设备选型
经综合技术经济比较，采用方案一，即初期选用SA-120A型螺杆式空压机2台，风冷却，排气量21 m3/min，排气压力0.85MPa，随机配电机（380V、125kW、1470r/min）电动机，后期增加2台井下移动式空压机，型号为SM-490，排气量16 m3/min，排气压力0.7MPa，随机配电机（660V、90kW、1470r/min）电动机。初期供气距离较近时，井下设备用风和灾害预防用风采用SA-120A型螺杆式空压机供气，后期采用地面固定和井下移动相结合的方式供气，地面SA-120A型螺杆式空压机负责人员灾害预防用气和部分设备用气，其余设备用气由移动式空气压缩机供给。
空压机房设于风井场地，长×宽×高=19×7.5×6m。为便于设备安装和检修，在空压机房内设有固定起重梁，配备单轨小车和手拉葫芦。
4．压风管路规格选型
从空压机房沿回风斜井敷设至掘进面的干管选用φ159×6的无缝钢管；在4煤组通风行人斜巷底部设1个1 m3的储气罐，用21/2"的低压流体输送焊接管将压缩空气送至储气罐。
管道在地面采用焊接连接且埋地敷设，在井筒中采用加设套管焊接连接，在井下采用柔性管接头连接。
图6.4-1空压机的电源引自风井场地10/0.4kV变电所，空压机本机已配带完备的微机电控系统。
6.5 制氮设备
本矿井各煤层均属自然发火和有可能自然发火的煤层，为预防井下采空区浮煤自然发火，设计确定本矿井建立以氮气防灭火为主，喷洒阻化剂、均压通风等的综合防灭火措施并建立安全监测、监控系统。全部垮落法矿井投产时井下布置1个5-2煤长壁一次采全高综采工作面，平均采高6.0m，工作面长度260m，年推进度1713m。另配备2个综掘工作面和1个岩普掘工作面。
矿井移交生产时首先开采5-2号煤层，配备1个5-2煤一次采全高综采工作面，平均采高6.0m，工作面长度260m，年推进度1713m，另配备2个综掘工作面，1个岩普掘工作面，达到矿井初期3.0Mt/a的生产能力。在5-2号煤层大约开采3年以后，再在4-2煤层布置1个回采工作面，以解决煤层压茬关系。条件具备时，布置1个4-2煤回采工作面和1个3-1煤回采工作面，即3-1煤与4-2煤搭配开采，另增加2个连续采煤机工作面，以保证矿井6.0Mt/a设计生产能力。
图6.4-1方便制氮设备上、下井及在井下安置，设计推荐井下移动式制氮系统。
6.5.3 制氮设备选型
6.5.3.1 氮气防灭火的技术要求
本设计将氮气主要用于回采面拆架、安装、收作、停采时的防灭火，也可用于煤巷高冒区、老空区的防灭火。当工作面采空区出现发火征兆时，连续或间隙地向采空区注入氮气直到征兆消除。6.5.3.2 矿井防灭火所需的注氮流量
按采空区氧化带氧含量计算注氮量
Qn=K{ ( C1- C2)Qv}/(CN+C2-1)
式中：K-备用系数，1.2～1.5；
Qv-采空区氧化带漏风量，5-2煤取5.0m3/min，4-2、3-1煤取4.0m3/min；
C1-采空区氧化带内原始氧的含量（均值），17%；
C2-注氮防火隋化指标，7%；Cn-注入氮气的浓度，97%。
投产时一盘区 Qn=1.5×{(17%-7%)×5.0}/(97%+7%-1)
=18.75 m3/min（1125m3/h）
达产时一盘区 Qn=2×1.5×{(17%-7%)×4.0}/(97%+7%-1)
=30.00 m3/min（取1800m3/h）
6.5.3.3 注氮方式和防灭火方法
井下设移动注氮站，主要用于回采面拆架、安装、收作、停采时的防灭火，也可用于煤巷高冒区、老空区的防灭火。当工作面采空区出现发火征兆时，连续或间隙地向采空区注入氮气直到征兆消除。
根据矿井火灾发生的地点不同，灭火的方式也不同，按《煤矿安全规程》要求，编制专门设计，同时生产中应制定安全计划、措施、管理制度、作业规程等，因此具体的灭火方法应在下阶段设计中针对不同的发火形式，发火地点制定不同的灭火方法。
6.5.3.4 制氮设备方案比选
根据设计依据和矿井防灭火要求的注氮量，选用深冷空分式、变压吸附式和膜分离式制氮设备均可满足注氮要求，但深冷空分制氮，产氮效率较低，能耗大，设备投资大，需要庞大的厂房，且运行成本较高，不完全适合我国煤炭行业行情，设计不予推荐；对于变压吸附式和膜分离式制氮，各有利弊，膜分离式制氮系统流程简单，比变压吸附式少一个缓冲罐，体积小，维修费用少，但膜分离式制氮要求气源的压力高，对气源除油、除水、除尘的要求高，初期设备投资较多；而变压吸附式制氮系统，工艺环节多，设备体积大，不便下放到井下，井下布置也不方便，但设备制氮量较大，投资较少，备品备件易购；两种制氮模式的优劣主要取决于制氮系统是布置在井下还是地面。本矿井因推荐采用井下移动式制氮系统，鉴于本矿井及各采区氮气需要量大，且巷道断面较大，要求制氮装置机型较大，为了提高制氮效率，设计推荐井下移动式碳分子筛制氮系统。
根据本矿井盘区布置及各工作面所需注氮量情况，结合国内采用注氮防灭火矿井的设计生产情况，并考虑到矿井注氮实际效果及一定的安全备用系数，确定本矿井选用DT-600/8型煤矿碳分子筛制氮设备4套，产氮量为600×4m3/h。富裕系数为30%。其主要技术参数如下：
制氮量 Q＝600 m3/h；
输出压力　P≥0.6 MPa；
氮气纯度　≥97%；
装机容量 185 kW；
额定电压 660/1140 V。
附带空气压缩机的电控随主机配套供货。
每套制氮设备安在四辆平板车上，设置在工作面辅助运输顺槽与辅助运输大巷交叉处附近的新鲜风流中，随工作面搬迁而移动。根据井下巷道布置情况，注氮管路沿各自工作面进风顺槽铺设，直接进入工作面采空区或密闭的火区，根据采空区温度及有害气体的浓度，连续或间歇地向采空区氧化带或着火区注入氮气。随着工作面的推进，制氮机间断地往外回撤。最远工作面顺槽长度约5000m。
根据工作面需要的注氮量和压力，经计算，工作面注氮管路选用φ159×5无缝钢管，注氮管路均采用快速管接头连接。
6.5.4.3 注氮系统输送压力校验
根据注氮管路系统及工作面注氮量、输送距离，计算注氮管网初端所需绝对压力为：
P1＝{0.0056（Qmax/1000）2Σ（D0/Di）5（λi/λ0）×Li+P22}1/2
式中：P1——管路初端的绝对压力，MPa；
P2——管路末端的绝对压力，取0.3MPa；
Qmax——最大输氮流量，m3/min；
D0——基准管径，150mm；
Di——相同直径的输氮管径，mm；
Li——相同直径管路的长度，km；
l0——基准管径的阻力损失系数，取0.026；
l——实际输氮管径的阻力损失系数。取0.029。
则：P1＝{0.0056(30/1000)2[(150/100)5(0.029/0.026)×1.0]＋0.32}1/2
＝0.30(MPa) ＜制氮设备输出压力0.6MPa
所选制氮设备满足要求。