矿井生产能力核定报告文档格式.docx

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二、服务年限

2008年9月，残复采设计圈定的煤炭资源储量可采量为268万t，矿井设计生产能力60万t/a,矿井服务年限4.5a。

截止2009年12月31日，矿井剩余可采量192万t，抽采达标煤量192万t，矿井服务年限3.2a。

第三章主要生产环节能力核定说明

一、主井、副井、人井提升系统能力核定说明

主井提升系统能力核定说明

1、主井概况：

大明煤矿（立井）主井提升的任务是提升煤，1980年矿井改扩建完成后，现主井提升机为苏联产2U5×

2.3型单绳缠绕式提升机。

2、计算公式及运算过程

主井提升计算公式：

A=3600（万t/a）=3600

=129.37（万t/a）

取A=129.37万t/a

式中：

A———主井提升能力（万t/a）

b———年工作日,330d

t———日提升时间,16h

Pm———每次提升煤碳量，（7t/次）

K———装满系数,立井取1.0

K1———提升不均匀系数,井下有缓冲仓时取1.1,无缓冲仓取1.2.因为有缓冲仓，所以系数取1.1

K2———提升设备能力富裕系数（1.1～1.2），取1.1

T———每提升一次循环时间（85s/次）

3、数据选取的原由

数据的选取主要就是根据主井绞车的实际设计工作能力进行选取。

4、确定生产能力的结论意见

主井提升能力核定为129.37万t/a。

5、本系统生产能力变动的原因无

6、本环节在核定过程中不存在问题

7、无其它需要说明的问题

副井提升能力的核定说明

1、副井概况：

大明煤矿（立井）副井的主要任务是升降物料，副井提升为洛阳矿山机器厂生产的2JK-2.5*1.2型单绳缠绕式提升机。

副井提升公式：

A=330*3*

=330*3*

=84.90万t/a

取A=84.90万t/a

A———副井提升能力，万t/a

R———出矸率,实际：

30%

PG———每次提矸石重量,t为1.8

TG———提矸石一次循环时间,s为97s/次

M———吨煤用材料比重,%为5.9%

因为矿井上年度产量为38.44万t，生产日330d，

日产量为38.44×

104/330=1165t

日下料50车，（每车平均为1.4吨）所以M=50

1.4/1165=5.9%

PC———每次提材料重量,t/次取1.4

TC———每次提升材料循环时间,s/次取97

D———下其它材料次数（次/班）取5

TQ———下其它材料每次循环时间,s取120

TR———每班上下井时间s取0（因为，我矿井专门有一个下人员的井）

数据的选取主要就是根据副井绞车的实际设计工作能力进行选取。

从以上的结果可以得出结论：

副井的提升能力A=84.90万t/a。

5、本环节在核定过程中不存在问题

6、无其它需要说明的问题

人井提升能力核定说明

人井提升机为洛阳矿山机器厂生产的型号2JK-2.5*1.2单绳缠绕式提升机，专用升降人员，按实际完全满足日常升降人员需要，故不需要核定。

二、井下运输系统能力核定简明

1、概况

本矿井下煤炭运输系统全部采用带式输送机运输，现有三个采区南二采区、四井采区、东一采区，运输的煤炭进入主井煤仓，再由主井提升至地面。

井下胶带运输机使用的胶带全部为阻燃胶带，有厂家提供的出厂合格证和检测报告，所有皮带运输机的防滑、堆煤、跑偏保护烟雾报警、自动洒水装置等齐全，并定期进行检查和试验，能够保证灵敏可靠，皮带机型号及技术参数见下表。

井下运输系统带式输送机具体参数

地点

型号

带宽

（mm）

带速

（m/s）

长度

（m）

功率

（KW）

设计

能力

（t/h）

倾角

回采顺槽皮带机

SPJ—800

800

1.63

450

2*40

400

4°

南二采区1#皮带机

SDJ—150

1000

1.9

240

2*75

630

1°

南二采区2#皮带机

520

2°

南二采区3#皮带机

310

四井采区1#皮带机

420

四井采区2#皮带机

380

3°

东一集中1号皮带机

290

7°

东一集中2号皮带机

190

8°

从上表看出，整个运输系统只有回采顺槽带式输送机运输能力最小，因此井下运输系统只核定回采顺槽带式输送机的运输能力。

回采顺槽胶带运输机运输能力核算

皮带机型号：

长度：

450m

宽度：

800mm

坡度：

公式：

A=

=

=156.98（万t/a）

取A=156.98（万t/a）

其中：

A———年运量（万t/a）

K———胶带运输机负载断面系数（按下表取）

20°

25°

30°

K400435470

取K=400

B———胶带运输机带宽0.8m

V———胶带运输机带速（m/s）为1.63m/s

C———倾角系数取0.95

运输机倾角0-8°

8-16°

16-20°

20-25°

1-0.970.97-0.880.88-0.810.81-0.72

K1———运输不均匀系数（取1.2）

r———松散煤堆积容重（t/m3）取0.9t/m3

t———日提升时间取16h

结论：

运输能力为P=156.98万t/a

数据的选取主要就是根据皮带运输机的实际设计工作能力以及实际的工作现场环境进行选取。

矿井井下皮带运输能力为156.98万t/a

5、生产能力变动的原因

上年核定产量为171万t，本次能力减少是因为，回采顺槽皮带机采用比上年度运输能力小的运输机。

6、本环节在核定过程中不存在问题

三、通风系统能力核定说明

1、通风概况

大明煤矿（立井）采用中央并列式通风方式，抽出式通风方法，矿井瓦斯相对涌出量10.87m3/t,中央风井风机型号为GAF18.8-10-1，电机型号及功率：

T630-6，400KW，主扇额定风量为5520m3/min，额定风压2058pa。

现主扇运行角度为-12°

矿井总进风量2710m3/min，总回风量为2760m3/min，风压1225pa。

2、矿井通风能力计算公式及运算过程

大明矿（立井）目前没有采煤工作面，按E1S7炮采面、四井NN7综采面和E1S5段2个掘进同时生产时进行计算。

1）采煤工作面的需要风量

E1S7炮采面：

（1）按气象条件计算

Q采=60·

70%·

Vcf·

Scf·

kch·

kcl=60×

70%×

1.0×

6.48×

1.0=272（m³

/min）

Q采—采煤工作面风量，m3/min；

Vcf—采煤工作面的风速，m/s；

Scf—采煤工作面的平均有效断面积，m2；

kch—采煤工作面采高调整系数；

kcl—采煤工作面长度调整系数；

70%—有效通风断面系数；

60—为单位换算产生的系数。

（2）按瓦斯涌出量计算

Q采=100·

qcf·

kcg=100×

1.5×

2.0=300（m³

qcf—采煤工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量，m3/min；

kcg—采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数；

100—按采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1%的换算系数

（3）按二氧化碳涌出量计算

Q采=67·

qcc·

kcc=67×

1.5=100.5（m³

qcc—采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，m3/min；

kcc—采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数；

正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对瓦斯出量与月平均日绝对瓦斯涌出量的比值；

67—按采煤工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5％的换算系数。

（4）按人数计算

Q采≥4Ncf=4×

25=100（m³

Ncf—采煤工作面同时工作的最多人数，人；

4—每人需风量，m3/min。

（5）按炸药量计算

Q采≥10·

Acf=10×

10.8=108（m³

/min）（乳化炸药）

Acf—采煤工作面一次爆破所用的最大炸药量，kg；

10—每千克三级煤矿许用炸药需风量，m3/min。

（6）按风速验算

a）验算最小风量

Qcf≥60×

0.25Scb=60×

0.25×

5.04=75.6

Scb=lcb×

hcf×

70%=4×

1.8×

70%=5.04

b）验算最大风量

Qcf≤60×

4.0Scs=60×

4×

4.03=967.2

Scs=lcs×

70%=3.2×

70%=4.03

Scb—采煤工作面最大控顶有效断面积，m2；

lcb—采煤工作面最大控顶距,m；

hcf—采煤工作面实际采高,m；

Scs—采煤工作面最小控顶有效断面积，m2；

lcs—采煤工作面最小控顶距,m；

0.25—采煤工作面允许的最小风速，m/s；

4.0—采煤工作面允许的最大风速，m/s；

取风量计算最大值300m³

/min进行验算

75.62<

300<

967.2

风量满足风速要求。

故，E1S7炮采工作面的实际需要风量为300m³

/min.

四井NN7综采工作面：

9.8×

1.2×

1.0=493（m³

3×

2.0=600（m³

（3）按二氧化碳涌出量计算

Q采≥4Ncf=4×

综采工作面不使用炸药。

10.08=151.2

70%=4.8×

3.0×

70%=10.08

8.82=2116.8

70%=4.2×

70%=8.82

取风量计算最大值600m³

151.2<

2116.8

故，四井NN7综采工作面的实际需要风量为600m³

故：

采煤工作面需要风量取最大值为：

∑Q采=300+600=900（m³

2）掘进工作面的需要风量

E1S5段运顺：

（1）按瓦斯涌出量计算

Qhf=100·

qhg·

khg=100×

0.8×

2.0=160（m³

式中:

qhg—掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量，m3/min。

khg—掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对瓦斯出量与月平均日绝对瓦斯涌出量的比值；

100—按掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1％的换算系数。

（2）按照二氧化碳涌出量计算

Qhf=67·

qhc·

khc=67×

0.21×

1.6=22.5（m³

qhc—掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量，m3/min；

khc—掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对二氧化碳出量与月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值；

67—按掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5％的换算系数。

（3）按炸药量计算

10.4=104（m³

Ahf—掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，kg。

10-每千克二、三级煤矿许用炸药需风量，m3/min

（4）按局部通风机实际吸风量计算

Qhf=Qaf·

I+60×

0.25Shd=230×

1+60×

6.5=328（m³

式中

Qaf—局部通风机实际吸风量，m3/min；

I—掘进工作面同时通风的局部通风机台数；

0.25—有瓦斯涌出的岩巷，半煤岩巷和煤巷允许的最低风速；

Shd—局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，m2。

（5）按掘进工作面同时作业人数计算

Qaf≥4Nhf=4×

9=36（m³

Nhf—掘进工作面同时工作的最多人数，人。

4-每人每分钟供风量，m³

/min

a）验算最小风量

Qaf≥60×

0.25Shf=60×

7.3=109.5

b）验算最大风量

Qaf≤60×

4.0Shf=60×

4.0×

7.3=1752

Shf—掘进工作面巷道的净断面积，m2。

取风量计算最大值160m³

109.5<

160<

1752

故，E1S5段运顺掘进工作面的实际需要风量为328m³

E1S5段回顺：

故，E1S5段回顺掘进工作面的实际需要风量为328m³

掘进工作面需要风量为：

∑Q掘=328+328=656（m³

3）硐室需要风量的确定

（1）爆破材料库需要风量计算

Qem=4V/60=4×

1300/60=86.7（m³

Qem—井下爆炸材料库需要风量，m3/min；

V—井下爆炸材料库的体积，m3；

4—井下爆炸材料库内空气每小时更换次数。

故，中央火药库需要风量取100m3/min。

（2）机电硐室需要风量计算

①大型机电硐室需要风量的确定

矿井有大型机电硐室1个，但无独立回风，因此，不需要将其风量纳入矿井总风量中。

②小型机电硐室需要风量的确定

矿井有小型机电硐室3个，按经验值确定需要风量。

东一16层变电所风量确定为80（m³

四井变电所风量确定为80（m³

/min）

南二变电所风量确定为80（m³

硐室需要风量为∑Q硐=100+80+80+80=340（m³

4）其它巷道实际风量

5、其他用风巷道实际需要风量计算

Qrl=133qrg·

krg

qrg—其他用风巷道平均绝对瓦斯涌出量，m3/min；

krg—其他用风巷道瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.2～1.3；

133—其他用风巷道中风流瓦斯浓度不超过0.75%所换算的常数。

（2）按风速验算

Qrc≥60×

0.15Src

Qrc—一般用风巷道实际需要风量，m3/min；

Src—一般用风巷道净断面积，m2；

0.15—一般巷道允许的最低风速，m/s；

矿井有其他用风巷道4条，均为一般巷道，根据巷道瓦斯涌出情况及巷道断面