煤矿矿井生产能力核定报告书.docx
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煤矿矿井生产能力核定报告书
第一章概述
第一节核定依据
本次核定的依据和标准:
《煤矿生产能力管理办法》、《煤矿生产能力核定资质管理办法》、《煤矿生产能力核定标准》。
第二节核定主要系统环节及结果
主井提升系统生产能力为:
120万吨/年;
羊涧沟提升能力为:
380万吨/年;
930斜井提升能力为:
230万吨/年;
通风系统能力为:
210万吨/年;
井下运输系统能力为:
190万吨/年;
排水系统核定生产能力为:
220万吨/年;
供电系统核定生产能力为:
1050万吨/年;
采掘工作面核定生产能力为:
150万吨/年;
地面生产系统核定生产能力为:
150万吨/年。
第三节最终确定的矿井核定生产能力
取上述薄弱环节矿井主井提升系统能力120万吨/年作为矿井的综合生产能力,则最终确定矿井核定生产能力为120万吨/年。
第二章煤矿基本情况
第一节矿井建设情况
x年,x矿务局组织修建恢复x矿井,xx年开始排水,1954年6月将积水排完,x年x月正式恢复生产,并于x年12月投产,设计能力为90万吨/年。
1960年5月9日x矿发生重大煤尘爆炸事故后矿井停产封闭。
1960年9月1日,老x矿和新x矿合并为一个矿,称“x矿”。
经过40多年的开采侏罗系资源已近枯竭,截止2000年末,累计为国家生产原煤4400万吨,剩余可采储量为288.4万吨,根据国家有关政策x矿于2001年3月19日关闭破产,并于同年11月12日重新组建为x煤矿集团x煤业有限责任公司。
井田内侏罗纪资源虽已枯竭,但仍有完善的通风、排水、提升、运输、地面筛选、铁路装车等系统可利用。
为了解决x矿井生产接替,延长矿井寿命,根据x矿务局设计院编制的“x矿石炭系开拓延深方案”于1998年2月18日开始利用矿井原有生产系统开拓延深石炭系工程,由于资金紧张,同年8月28日停工。
2000年12月重新开工,于2002年10月20日正式投产。
石炭系井田位于同忻联合矿井x分区的南部,井田面积为8.27km2,其范围内共赋存有2#、3#、5#、6#、7#、8#、9#共七层煤。
矿井开拓延伸第一生产水平确定为930水平,首先开拓开采上组的3#和5#煤层(2#煤层不可采),其下组6#、7#、8#、9#煤层待后期开拓开采。
截至2015年底矿井工业储量19546.9万t,可采储量9978.7万吨。
第二节煤矿生产现状
一、现主要生产煤层、采区工作面情况
现有1个综采工作面。
采煤方法采用单一长壁后退式采煤方法,综合机械化采煤工艺,即破、装、运、支、处五个主要生产工序全部实现机械化,采空区顶板采用自然跨落法辅以人工强制放顶。
矿井目前主采煤层为C5#层,主要生产盘区为C5#301盘区。
采掘队组有:
一个综采队,三机掘队,综采队现开采C5#8112工作面,两个机掘队在C3#层开拓辅助盘区巷道,一个机掘队在C5#层掘进综采工作面顺槽巷道。
二、近几年生产完成情况
从2001年11月12日重新组建为x煤矿集团x煤业公司以来,产量逐年增加,管理水平不断提升,采煤技术全部实现综合机械化开采。
2014年矿井产量为171.4万吨,2015年矿井产量为172.5万吨。
三、今后三年的生产接续安排
x煤业公司后三年产量安排均为120万吨/年。
后三年主要生产盘区仍在C5#层301盘区。
具体的生产接续安排如下:
后三年采煤工作面接续表
采煤
队组
工作面编号
工作面可采储量(万t)
接续起止日期
后一年万t
后二年万t
后三年万t
综
采
队
C5#8112
120
17.01.01-
17.06.20
56
C5#8107
210
17.06.21-
19.4.16
56
112
42
C5#8104
180
19.4.17-
19.12.31
70
全公司
总计
510
112
112
112
第三章煤矿生产能力核查计算
第一节资源储量核查
资源储量核查报告内容
(1)、石炭二迭系井田地处x石炭系煤田的东部,井田东部为煤层露头区,南部与南郊区联营三矿相邻,西部、西北部与塔山井田接壤,东部、东北部与同忻井田相邻。
井田南北走向长2000~3000m,东西倾斜长3100~3900m,井田面积为8.27km2。
(2)、x矿矿井剩余服务年限
2015年末可采储量9978.7万吨
矿井服务年限:
a=9978.7÷(1.5×120)=55(年)
井田内所赋存煤层的地质构造较复杂,开采技术条件较差,故储量备用系数取1.5。
本次核定生产能力为120万t/a。
第二节主井提升系统能力核定
一、核定计算条件:
x煤业公司主井提升机型号为2JK-3,提升方式为单绳双滚筒缠绕,采用一对4T提煤箕斗。
电机为500KW电机,电机型号为YR500-8、电机功率500KW,采用TKD-PLC交流提升机电控装置。
2016年11月4日对主井提升机的箕斗载煤量、提升一次循环时间进行了实测,共测试六次,取其平均值,测定平均提升循环时间为60秒、箕斗载煤量为4.3T/次。
二、主井提升系统计算
A=3600×b×t×Pm×k/(104×k1×k2×T)
=3600×330×18×4.3×1/(104×1.1×1.15×60)
=121.15(万t/a)
式中:
b——330d;
t——18h;
Pm——4.3t(实测);
k——取1(立井提升);
k1——取1.1(有井底煤仓);
k2——取1.15;
T——60S(提升一次循环时间实测值)。
由上计算,x煤业公司主井提升核定能力为121.15万t/a。
三、问题与建议
现运行的2JK-3提升机,电机功率为500KW,若对装煤设备和箕斗进行改造(载煤量增加),主井提升能力还会有所增加。
第三节羊涧沟和930斜井提升能力核定
一、概况
x煤业公司羊涧沟斜井提升机为JK-2.5/20,提升方式为单绳单滚筒缠绕,电机功率为320KW,主要担负提升物料。
2016年11月5日对洋涧沟斜井提升材料、其他物料提升循环时间进行了实测,取其六次平均值,结果为提升材料时间为650s,矿车自重1.5t,载重3.5t。
x煤业公司930斜井提升机为JKY2.5/2.3/901VB,提升方式为单绳单滚筒缠绕,电机功率为220KW,主要担负提升物料。
2016年11月5日对930斜井提升材料、其他物料提升循环时间进行了实测,取其六次平均值,结果为提升材料时间为900s,矿车自重1.5t,载重3.5t。
二、计算过程及结果。
1、羊涧沟斜井提升能力核定计算:
根据《煤矿生产能力核定与管理指南》中矿井混合提升能力核定公式:
式中:
A—混合井提升能力,万t/a;
R—出矸率(矸石与产量的重量比),%;
PG—每次提矸石重量,t/次;
TM—每次提煤循环时间,s/次;
PM—每次提煤重量,t/次;
TG—每次提矸循环时间,s/次;
M—吨煤用材料比重,%;
M=车数×PC/上年度原煤产量(165万t/a);上年度车数10000车左右;计算得M=9%。
PC—每次提升材料重量,3×(1.5+3.5)t/次;
TC—每次提升材料循环时间,取650s/次;
D—提升其他材料次数,每班按5~10次计(指下炸药、设备、
长材等),取10次/班;
TQ—每次提升其他材料循环时间,取650s/次;
TR—每班上下人总时间,s/班,与副井提升能力核定相关规定相同;
k1—提煤和提矸不均匀系数,取1.25。
因洋涧沟运输斜井不提煤、不提矸及不运输人员,则洋涧沟的提升能力按下式计算:
A1=330×3[(6×3600-DTQ)/(104×MTc/PC)]
=330×3[(6×3600-10×650)/(104×0.09×650/15)]
=383.3万t/a
2、930斜井提升能力核定计算:
A=330×3[(6×3600-DTQ)/(104×MTc/PC)]
式中:
TC—每次提升材料循环时间,取900s/次;
TQ—每次提升其他材料循环时间,取900s/次;
其它参数与上式相同。
则930斜井提升能力为:
A2=330×3[(6×3600-DTQ)/(104×MTc/PC)]
=330×3[(6×3600-10×900)/(104×0.09×900/15)]
=231万t/a
3、结论
由上述计算可知,羊涧沟斜井提升能力核定为383.3万t/a,930斜井提升能力核定为231万t/a
第四节井下排水系统能力核定
一、概况。
矿井为两级排水,原1165水平中央泵房安装D155-30×9离心式水泵3台,其中2台工作,1台备用。
沿副井筒安装Φ150mm排水管路2趟,(1趟工作,1趟备用),排水高度约94米。
1165水平涌水量基本固定约100m3/h,2016年6月山西煤矿设备安全技术检测中心技术测定水泵平均小时排水能力134.3m3/h,额定流量155m3/h。
矿井14#层1165水平设内外水仓,两水仓容量约为2000m3。
现开采石炭系煤层,该煤层正常涌水量116m3/h,最大涌水量145m3/h,在C5#层930水平泵房安装MD280-65×7离心式水泵3台,其中2台工作,1台备用。
沿930材料暗斜井筒安装Φ200mm排水管路2趟,到主井筒出地面。
(1趟工作,1趟备用),排水高度约330米。
据设备技术测定水泵小时排水能力240m3/h,额定流量280m3/h。
矿井C5#层930水平设内外水仓,两水仓容量约为2000m3。
二、计算过程及结果。
(一)、校验水泵是否在20h内排出24h的正常涌水量和最大涌水量。
由于地质报告提供的正常涌水量和最大涌水量1165水平基本固定100m3/h,,故取其值为能力核定的计算依据。
1165水平正常涌水时,1台泵工作,20h排水量:
134.3×1×20=2686m3;
正常涌水时,24h涌水量:
100×24=2400m3<2686m3;
930水平正常涌水时,1台泵工作,20h排水量:
240×1×20=4800m3;
正常涌水时,24h涌水量:
116×24=2784m3<4800m3
最大涌水时,24h涌水量:
145×24=3480m3<4800m3;
以上计算表明,1165水平1台水泵及1趟管路工作,930水平1台水泵及1趟管路工作,备用水泵及管路未投入,20h内能排出矿井24h的正常涌水量和最大涌水量,符合《煤矿安全规程》要求,且说明排水系统能力较大。
(二)、水仓容量校验。
由于矿井正常总涌水量Qs=216m3/h<1000m3/h,水仓容积应符合V≥8Qs要求。
8×Qs=8×216=1728(m3)
实际水仓容量4000m3>1728m3,满足《煤矿安全规程》要求。
(三)、正常涌水时水泵排水能力计算。
An=330×(20×Bn/104Pn)
=330×(20×748.6/104×0.46)
≈227.3(万t/a)
式中:
Bn为工作水泵总排水能力。
因为1165水平和930水平工作水泵平均小时排水能力(134.3+240)/2=374.3m3/h,所以
Bn=374.3×2=748.6(m3/h)
Pn为上年度平均日产吨煤所需排正常的涌水量
Pn=Qs×24×330/374.3×104
=216×24×330/374.3×104
≈0.46(m3/t)
式中:
Qs=100+116=216m3/h
(四)、最大涌水时水泵排水能力计算。
Am=330×(20×748.6/104×1.04)
≈513(万t/a)
式中:
Bm为工作水泵加备用水泵总排水能力。
Bm=(134.3+240)×4=748.6m3/h
Pm为上年度日产吨煤所需排最大的涌水量
Pm=Qm×24×330/187.15×104
=245×24×330/187.15×104
≈1.04(m3/t)
式中:
Qm=100+145=245m3/h
(五)、结论
通过以上校验和计算,排水系统符合规定要求,取计算结果的最小值,确定矿井排水系统核定能力为227.3万t/a。
四、问题和建议
现运行的1165水平泵房副井筒排水管路,运行多年锈蚀严重,管壁变薄,分水截门锈蚀较重,需更换,以提高排水效率。
第五节供电系统能力核定
一、概况
x煤业公司电力系统由西万庄220KV变电站双回路供至四老沟110KV变电站,两回路电源线路均为LGJ-240架空线路,每回线路长11.086KM。
该站两台主变为x煤业公司供电,型号为SFS-45000/110、SFS-50000/110;其中一台工作一台备用。
x煤业公司总装机容量23942KW,运行容量10195KW,其中井下最大用电负荷2965KW,入井两趟双回路电源,电压为6KV,其中一趟双回路电缆型号为MYJV22-185,线路长2000M;另一趟双回路电缆型号为MYJV22-185,线路长2000M。
2015年全公司用电量为3400万KWh,实际生产原煤172.5万吨,综合电耗20.35KWh/t,原煤电耗20.58KWh/t。
二、电源线路安全载流量及压降校核
1、安全载流量校核
全矿计算电流:
I=P/1.732U×COS∮=10195/1.732×110×0.9=59.5(A)
线路LGJ-240允许载流量:
环境温度25℃时为610A(查表),考虑环境温度40℃时温度较正系统为0.81,则Ix=610×0.81=494(A)。
Ix=494(A)>I=59.5(A)
2、线路压降校核
LGJ-240线路单位负荷矩时电压损失百分数:
当COS∮=0.9时为0.272%/100MW·KM(查表)
则电源线路压降为△U1%=10.195×11.086×0.272%/100=0.307%<5%.
其中:
矿井负荷10.195MW,线路长11.086KM。
由以上校验可知电源线路安全载流量及电压降均符合要求。
(三)下井电缆安全载流量及压降校核
1、安全载流量校核
井下计算负荷电流:
IJ=2965/1.732×6×0.8=357(A)
电缆MYJV22-185允许载流量为380A(查表)
则IX1=2×380+2×245=1250(A)
当YJV22-185一回故障停业供电时,其余3回允许载流量:
IX2=1250-380=870(A)。
Iy2=870(A)>IJ=357(A)。
2、电流压降校核
电缆YJV22-185线路压降校核
YJV22-185电缆单位负荷矩时电压损失百分数:
当COS∮=0.8时,为0.439%/MW·KM(查表)。
则一回路压降为:
△U21%=2.965×2×0.439%=2.6%<5%.
其中:
井下负荷2.965MW,线路长2KM。
②另一回路压降相同
由上校验可知下井电缆安全载流量及电压降均符合要求,当一回电缆故障时,其余电缆能保证井下全部负荷用电。
(四)电源线路能力计算
A=330×16P/104W=330×16×84707/104×20.35=2198(万t/a)。
式中:
P为线路供电容量,当线路允许载流量为494A时,P=1.732×494×110×0.9=84707KW;当线路压降为5%时,P=5%/0.272%/100×11.086=165.8MW=165800KW。
则线路合理允许供电容量取84707KW,W为上年度吨煤综合电耗电量20.35(KWh/t)。
(五)主变压器能力计算
A=330×16S·ψ/104W=330×16×45000×0.9/104×20.35=1050(万t/a)
式中:
S─变压器容量45000KVA
ψ─矿井功率因数,取0.9
W─上年度吨煤综合电耗电量20.35(KWh/t)。
由以上校验和计算,本公司电源线路和下井电缆符合规程要求,根据线路及变压器能力计算取其较小值,确定矿井供电系统核定能力为1050万t/a。
第六节井下运输系统能力核定
大巷运输皮带共两部,分别为NO1强力皮带(大倾角)、NO2301盘区皮带,主要技术特征如下:
皮带机
序号
皮带机
型号
生产厂家
带宽
m
带速
m/s
电机功率及台数KW
设计运输能力t/h
安装
倾角°
运输
长度m
NO1
DTC100/45/3×315
广东石龙煤机厂
1
2.5
3×280
450
25
730
NO2
STJ1200/2×250
广东石龙煤机厂
1.2
3.5
2×250
1500
0-3
500
930水平缓冲煤仓K4改煤机调定改煤量450t/h。
1、NO1大倾角强力皮带运输能力核定
⑴按实际皮带运输状况计算运输能力
对大倾角皮带单位输送机负载量数据进行了实测,对实测的五组数据取其平均值为55Kg。
A实=(3600×330×V×W)/(1.2×107)
式中:
W——为单位皮带运输机长度负载重量,单位Kg,井下实际测W=55Kg。
V——为带速,2.5m/s。
则:
A实=(3600×16×330×V×W)/(1.2×107)
=(3600×16×330×2.5×55)/(1.2×107)
=217.8(万t/a)
⑵按皮带运输机的原设计能力计算年运输能力
大倾角皮带设计小时运输能力为:
450t/h
A设计=330×16×450/1.2×104=198万t/a
综上应按设计能力198万t/a为生产能力核定值,因设计能力小于实测生产能力。
2、NO2C3#层301盘区皮带运输能力核定
1两部盘区皮带机型号为STJ1200/2×250,带速为3.5m/s,铺设长度为500m,安装倾角为0-3°,带宽1.2m,设计小时运输量为1500t/h,远远超过大倾角NO1的运输能力,故NO2盘区皮带运输能力不再核定。
综上所述,x煤业井下运输能力的核定,以薄弱环节大倾角皮带运输能力为准,故井下运输能力核定为190万t/a。
第七节采掘工作面能力核定
一、概况
矿井目前主采煤层为C5#层,主要生产盘区为C5#301盘区。
采掘队组有:
一个综采队,三个机掘队。
1、主要采煤方法
x煤业公司回采队组为综合机械化采煤队,综采工作面采用走向长壁低位放顶煤采煤方法。
2、采煤工艺及采掘机械化装备情况
x煤业公司采煤机械化程度100%,掘进装载机械化程度100%,综掘机械化程度100%。
一般情况下生产工艺过程为:
采煤机端头斜切进刀,割通三角煤后,前滚筒割顶煤,后滚筒割底煤并装煤,工作面运输机运煤,距采煤机后滚筒4.5m依次移架,及时支护,采煤机后15m开始顺序移溜,放顶煤,移后部溜子,如此循环往复。
队组
机组
支架
工运机
转载机
皮带机
破碎机
综采
MG-400/930-WD
Zf10000
/23/35
SGZ800
/800
SZZ1000/525
DSJ120/150/3×250
PCM-400
主要设备情况表
三个机掘队组机组型号:
两台EBZ-260一台EBZ-220
4、单产情况
x煤业公司管理技术逐年增强,产量逐年提升,单产水平逐年提高。
2014年矿井产量为171.4万吨,单产14.3万吨/个月;2015年矿井产量为172.5万吨,单产14.4万吨/个月。
5、采掘工作面生产能力发生变化的情况和原因
矿井采掘工作面生产能力2015年矿井产量比2014增加1.1万吨,生产能力相比变化不大,生产能力较稳定。
二、计算过程和结果
1、采煤工作面能力
x煤业公司所采煤层为厚煤层,根据前两年回采工作面的实际情况
矿井采煤工作面前两年生产能力如下:
AC=10-4×L×T×P×N(万t/a)
式中AC---采煤工作面平均生产能力,万t/a;
L---采煤工作面平均长度,m;
T---采煤工作面平均年推进度,m;
P---煤层平均生产能力,t/m2,
N---采煤工作面平均个数,个;平均数按加权平均数。
2014---2015年度产量统计表单位:
万t
年度
2014
2015
累计
平均
全矿产量
171.4
172.5
343.9
171.95
回采产量
158.1
157.5
315.6
157.8
掘进产量
13.3
15
28.3
14.15
采掘比
8.41
9.52
17.93
8.97
2014---2015年度工作面平均长度与平均推进度表
单位:
m
年度
2014
2015
累计
平均
工作面平均长度
114
120
234
117
工作面推进度
823
547
1370
685
2014---2015年度工作面平均个数
单位:
个月
年度
2014
2015
累计
平均
工作面个数
0.85
1
1.85
0.925
根据以上统计数据,2014-2015年工作面平均水平为:
AC=10-4×L×T×P×N=10-4×117×685×14.25×0.925=105.64万t/a
式中AC---采煤工作面平均生产能力,万t/a;
L---采煤工作面平均长度,117m;
T---采煤工作面平均年推进度,685m;
P---煤层平均生产能力,14.25t/m2,
N---采煤工作面平均个数,0.925个;
2、掘进工作面年掘进煤量
根据前两年掘进工作面的实际情况,掘进煤量占回采煤量的比例为8.97%,
AJ=AC×C万t/a
AJ---掘进工作面前两年平均的生产能力;
AC---采煤工作面前两年平均的生产能力;
C---掘进煤占回采煤量的比例
AJ=105.64×8.97%=9.48万t/a
则矿井2014---2015年采掘工作面平均能力为:
A=AC+AJ=105.64+9.48=115.12万t/a
(二)、采煤工作面年生产能力计算公式为:
AC=10-4×L×h×r×b×n×N×c×a(万t/a)
式中:
AC---采煤工作面年平均生产能力,万t/a;
L---采煤工作面平均长度,127.5m;
h---采煤工作面煤层平均采高,11.65m;
r---原煤视密度,1.46t/m3
b---采煤工作面平均日推进度,3.1m/d;
n---年工作日数,330d;
N---正规循环作业系数,0.8;
c---工作面回采率,0.8%;
a---回采工作面平均个数,1个。
即回采工作面生产能力
AC=10-4×127.5×11.65×1.46×3.1×330×0.8×0.8×1
=142(万t/a)
2017年计划掘进进尺3400m,掘进煤量Aj=7.2万吨。
则矿井产量为:
A=AC+AJ=142+7.2=149.2万t/a
计算结果:
核定x煤业公司矿井采煤工作面生产能力为142万t/a,掘进工作面能力为7.2万t/a,最后核定矿井采掘工作面生产能力A=150万t/a
三、问题和建议
加快工作面搬家速度,提高工作面单产,回采煤量还会提高。
第八节通风系统能力核定
一、矿井概述
(一)、矿井概况
x煤业公司井田地处x煤田之东南部,位置距x市西南22.5公里口泉沟中部,其地理坐标为:
东经112°59'49〞~113°04'06〞、北纬39°58'38〞~40°01'11〞。
东距大运高速路22.5公里,矿内有x至王村运煤铁路专线经过,并每日有客车通行,有公路相通,交通便利。
井田的北部和东北部与同家梁矿井田相邻,西部与南部与四