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
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