xxx煤矿生产能力核定报告1.docx

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xxx煤矿生产能力核定报告1

500WT生产能力核定

报告书

xxx煤矿

二〇一三年十一月一日

第一章矿井生产现状-------------------------------2

第二章资源储量核查-------------------------------3

第三章采掘工作面能力核定-------------------------4

第四章井下排水系统能力核定-----------------------7

第五章供电系统能力核定---------------------------12

第六章井下运输系统能力核定-----------------------20

第七章通风系统能力核定---------------------------28

第八章压风系统核查情况---------------------------42

第九章洗煤厂洗煤生产系统能力核定-----------------45

第十章地面生产系统能力核定-----------------------48

第十一章各系统能力核定结果-------------------------49

第一章矿井生产现状

一、主要生产系统、采掘工艺、开拓方式和开采方法、水平、采区划分。

矿井开拓方式为立井、斜井和平硐混合式开拓方式。

矿井现有一个开采水平（xxxx水平），一个准备水平（xxxx水平）。

xxx水平现分南北两大区，其中南区又分四个采区，一、二、四采区已采完，现三采区正在回撤，预计2011年年底结束；北区分为五采区、六采区，现五采区为生产采区，六采区为准备采区。

矿井采用走向长壁式综合机械化采煤法，全部跨落法管理顶板。

采掘全部实现了综合机械化作业。

二、矿井队组在册情况

回采队：

两个

开掘头：

十个（掘进头6个，开拓头4个）

三、近几年生产完成情况

矿井2008年完成产量300万t；2009年完成产量268.9万t；2010年完成产量300万t；2011年截止目前完成283万吨，预计完成产量330万t。

第二章资源储量核查

本次资源储量估算截止日期为2009年12月底。

工业指标采用一般工业指标：

煤层最低可采厚度为0.70m，原煤最高灰分为40%，原煤最高硫分为3%；参与本次资源储量估算的煤层与采矿许可证批准的煤层一致，即矿井批准开采的山西组2#煤层和太原组10、11号煤层。

估算边界与采矿许可证批准的范围边界一致。

井田内批采2#、10#、11#煤层保有资源储量23831万吨（其中气煤455万吨，1/3焦煤9339万吨，肥煤14037万吨），累计开采动用资源储量3248万吨，累计探明资源储量27079万吨。

二、各煤层基本情况

1、本井田构造属简单类，主要可采煤层属稳定型。

2、2010年8月，对xxx井田内各可采煤层资源储量进行核查，编制了《山西省xx煤田xxx煤矿资源储量复核报告》。

该报告通过国土资源部储量评审中心评审，国土资储备字（2010）361号文预以备案。

报告截止日期为2009年12月31日，井田保有煤炭资源储量总量23831万吨｛探明的经济基础储量（111b）为11549万吨，控制的经济基础储量（122b）为10365万吨，推断的内蕴经济资源量（333）为83万吨，探明的内蕴经济资源量（331）为812万吨，控制的内蕴经济资源量（332）为1022万吨｝。

2011年12月底在原储量复核报告的基础上对矿井年内的开采动用储量、周边小窑开采破坏储量进行分析核算，核算出2011年12月底矿井各可采煤层保有地质储量及可采储量。

矿井开采动用储量：

706.4万吨，其中采区动用量：

596.6万吨，采区出煤量：

501.7万吨，采区回采率：

84.1%

3、截止2011年12月底矿井保有地质储量：

23124.6万吨，其中：

探明的经济基础储量（111b）：

11187万吨；控制的经济基础储量（122b）：

10020.6万吨；探明的内蕴经济资源量（331）：

812万吨

控制的内蕴经济资源量（332）：

1022万吨；推断的内蕴经济资源量（333）：

83万吨；可采储量：

18441万吨。

第三章采掘工作面生产能力核定

一、采煤工艺及采掘机械化装备情况

1、回采工作面：

大采高回采工作面（平均采高4.6m）采用MG-750/1875-GWD采煤机（截深0.8m），SGZ-1000/1400型封底型输送机、SZZ—1000/750型转载机及SSJ-1400型胶带输送机，副巷采用超前支架进行支护。

工作面副巷顺槽配备WC-3Y型顺槽运输车，支架安装、回撤采用WC-40Y型支架搬运车。

小采高回采工作面（平均采高2.2-2.5m）采用MGTY-250/600型采煤机（截深0.6m），工作面选用SGZ-764/630封底型输送机，顺槽采用SZZ-764/160型转载机及SSJ-1000型输送机。

2、开掘工作面采用EBZ-200、260型综掘机配合SSJ-1000型输送机掘进，临时支护采用机载前探梁支护。

二、矿井队伍摆布及工作面情况

回采工作面：

五采区布置两个回采工作面，一个大采高、一个小采高。

大采高工作面长度230m,采高4.6m，因2#下煤层赋存不稳定，夹矸较厚，实际煤层有益厚度为4m，煤层容重为1.35t/m3，工作面日循环个数为9个，循环产量（按有益厚度计算为）990t,日产量为8900t,月单产按27天计算为24万吨，年产量288万吨。

小采高工作面开采2#上煤层，煤层厚度平均2.2m,工作面长度230m，煤层容重1.35t/m3，工作面日循环个数为9个，循环产量（按有益厚度计算为）410t,日产量为3700t,月单产按27天计算为10万吨，年产量120万吨。

1、2012年矿井采面摆布情况：

（1）回采工作面：

五采区布置两个回采工作面，2-512工作面（大采高），单产24万吨，年产量288万吨；2-515工作面由于五采区皮带运输条件及衔接情况，单产按6万吨，年产量72万吨。

两个回采队年产360万吨。

（2）掘进工作面：

五采区安排两个掘进头施工大采高工作面衔接面2-506工作面；六采区安排两个掘进头施工2-601工作面，一个头施工六采区准备巷道；下组煤安排两个头施工下组煤首采面，安排三个头施工下组煤开拓巷道。

掘进煤量计算公式为Aj=10-4Y×Si×Li（万t/a）

式中：

Aj——掘进煤量，万t/a；

Y——原煤视密度，取1.35t/m3;

Si——巷道纯煤面积，取11m2;

Li——巷道年度总长度，取14000m（煤巷）;

经计算得，掘进煤量为20万吨。

（3）、采掘工作面生产能力为

A=AC+Aj=360+20=380万t/a。

综上所述，矿井目前生产核定能力为380万t。

2、采掘生产能力达到500万吨所需条件

矿井需在目前两个回采队基础上增加一个回采队，实现五、六采区及下组煤采区每区一个回采工作面作业方式。

（1）回采工作面：

五采区布置一个大采高回采工作面：

2-506工作面（大采高）切巷长度320m，平均采高4.6m,实际煤层有益厚度为4m，煤层容重为1.35t/m3，工作面日循环个数为8个，循环产量（按有益厚度计算为）1400t,日产量为11000t,月单产按27天计算为30万吨，年产量360万吨；因2-506、2-508均为小窑破坏区域，工作面内空巷较多，影响工作面推进速度；大采高工作面遇构造对回采影响较大，固大采高工作面后期年产量只能达到300万吨。

六采区布置一个回采工作面：

单产10万吨，年产量120万吨。

下组煤布置一个回采工作面：

11-002工作面单产按12万吨计算，年产量为145万吨。

下组煤煤层赋存不稳定，3m采高工作面最多可布置9个，剩余工作面采高均为2.2m，下组煤预计后期单产水平仅能达到10万吨。

2013-2015年三个回采队年产量可达到565万吨（2015年后五采区大采高及六采区2#上工作面结束，五、六采区全部转入2#下工作面生产，单产6-8万吨）。

（2）掘进工作面：

五采区安排两个掘进头施工大采高工作面衔接面2-508工作面；六采区安排两个掘进头施工2-602工作面；下组煤安排两个头施工下组煤衔接面。

六采区准备巷道安排一个头，下组煤开拓巷道安排三个头。

掘进煤量计算公式为Aj=10-4Y×Si×Li（万t/a）

式中Aj——掘进煤量，万t/a；

Y——原煤视密度，取1.35t/m3;

Si——巷道纯煤面积，取13.5m2;

Li——巷道年度总长度，取14500m（煤巷）;

经计算得，掘进煤量为25万吨。

（3）、采掘工作面生产能力为

A=AC+Aj=565+25=590万t/a。

第四章井下排水系统生产能力核定

一、概况

（一）矿井各采区排水系统

五采区各采掘工作面涌水通过Φ108或Φ159排水管路排至采区水仓，然后排至大巷水沟流出地面；

六采区采掘工作面涌水通过Φ108或Φ159排水管路排至六采区材料巷水沟，然后排至大巷水沟流出地面；

下组煤经Φ273管路直接排至地面。

（二）矿井正常涌水量和最大涌水量

矿井正常涌水量83m3/h，最大涌水量167m3/h。

1、北区设计正常涌水量:

50m3/h-60m3/h，设计最大涌水量：

100m3/h，2010年度实际正常涌水量:

40m3/h-50m3/h，实际最大涌水量：

90m3/h-100m3/h。

2、下组煤正常涌水量:

50m3/h-60m3/h，设计最大涌水量：

100m3/h。

（三）校验水泵能否在20小时内排出24小时的正常和最大涌水量。

每台水泵的排水能力均大于水泵核定能力，故计算取水泵额定流量280m3/h。

正常涌水时，1台泵工作20小时的排量为：

280×20＝5600m3

正常涌水时，24小时的涌水量：

83×24＝1992m3

最大涌水量时，两台泵20小时的排量为：

280×20×2＝11200m3

最大涌水量时，24小时的涌水量：

167×24＝4008m3

计算结果比较，水泵20小时的正常和最大排水能力均超过24小时的正常和最大涌水量，符合规程要求。

（四）水仓容量检验

根据正常涌水量在1000m³/h以下时：

V≥8Qs（m³）

矿井水仓有效容量V为3700m³

由于矿井正常涌水量Qs为83m³/h＜1000m³/h。

V=3700m³＞8Qs=8×83=664m³，符合煤矿安全规程要求。

二、计算过程及结果

1、排矿井正常涌水量和排矿井最大涌水量的生产能力计算

（1）、五采区排水能力：

以正常涌水量Qn50-60m3/h，最大涌量Qm=100m3/h作为能力核定的计算依据。

正常涌水时，1台泵工作，20h排水量：

280×1×20=5600m3

正常涌水时，24h涌水量：

60×24=1140m3<5760m3

最大涌水时，24h涌水量：

100×24=2400m3<5760m3

以上计算表明：

1台水泵及1趟排水管路工作，备用水泵及管路未投入，20h能排出矿井24h的正常涌水量或最大涌水量，符合《煤矿安全规程》要求，且说明排水系统能力较大。

①水仓工作水泵和备用水泵的型号及技术数据

名称

数量

扬程

流量

电机功率

离心泵

3台

215m

280m3/h

220KW

型号

水仓容积

配套管路

电压等级

D280-43*5

700m3

Φ273

6KV

②水仓容积核验：

由于矿井正常涌水量为60m3/h<700m3/h，水仓容量符合V≥8QS

要求。

8QS=8×60=480（m3）

而北区水仓容积为700m3>480m3，符合《煤矿安全规程》要求。

③正常涌水量排水能力计算：

An=330

=330×20×288/（10000×0.4）=475万t/a

式中：

An：

排正常涌水能力

Bn：

工作水泵小时总排水能力取280m3/h

Pn：

上年度平均日产吨煤所需排正常涌水量

Pn=（60×24×330）/120×104=0.4m3/t

④最大涌水量排水能力计算：

Am=330

=330×20×576/10000×1.05=362万t/a

式中：

Am：

排最大涌水能力

Bm：

工作水泵加备用水泵的能力取576m3/h

Pm：

为上年度日产吨煤所需排出的最大涌水量

Pm=（160×24×330）/120×104=1.05m3/t

经计算北区水泵及管路选择相匹配，排水能力远大于涌水量满足排水要求。

2、下组煤中央水泵房排水能力：

由于北区水仓现未形成地质报告提供的正常涌水量Qn50-60m3/h最大涌量Qm=100m3/h作为能力核定的计算依据。

正常涌水时，1台泵工作，20h排水量：

280×1×20=5600m3

正常涌水时，24h涌水量：

60×24=1140m3<5760m3

最大涌水时，24h涌水量：

100×24=2400m3<5760m3

以上计算表明：

1台水泵及1趟排水管路工作，备用水泵及管路未投入，20h能排出矿井24h的正常涌水量或最大涌水量，符合《煤矿安全规程》要求，且说明排水系统能力较大。

1水仓工作水泵和备用水泵的型号及技术数据

名称

数量

扬程

流量

电机功率

离心泵

3台

172m

280m3/h

220KW

型号

水仓容积

配套管路

电压等级

D280-43*5

1200m3

Φ273

6KV

②水仓容积核验：

由于矿井正常涌水量为60m3/h<1200m3/h，水仓容量符合V≥8QS

要求。

8QS=8×60=480（m3）

而北区水仓容积为2000m3>480m3，符合《煤矿安全规程》要求。

③正常涌水量排水能力计算：

An=330

=330×20×288/（10000×0.4）=475万t/a

式中：

An：

排正常涌水能力

Bn：

工作水泵小时总排水能力取280m3/h

Pn：

上年度平均日产吨煤所需排正常涌水量

Pn=（60×24×330）/120×104=0.4m3/t

④最大涌水量排水能力计算：

Am=330

=330×20×576/10000×1.05=362万t/a

式中：

Am：

排最大涌水能力

Bm：

工作水泵加备用水泵的能力取576m3/h

Pm：

为上年度日产吨煤所需排出的最大涌水量

Pm=（160×24×330）/120×104=1.05m3/t

经计算北区水泵及管路选择相匹配，排水能力远大于涌水量，满足要求。

五采区排水能力：

362万吨。

六采区排水能力：

120万吨。

矿井排水能力：

482万吨。

第五章供电系统能力核定

一、供电系统概况

xxx煤矿地面设一座35KV变电站（内设两台16000KVA主变和一台6300KVA主变）。

其中一回路是从南步亭110KV变电站433开关馈出至xxx35KV变电站，线路规格为LGJ-3×150-18.5KM；二回路是从刘家垣110KV变电站471开关馈出至xxx35KV变电站，线路规格为LGJ-3×185-14KM。

一回路为矿井正常供电电源，二回路为备用电源，一趟使用，一趟热备，两回路上均未分接任何负荷，能保证供电的连续性和可靠性。

xxx煤矿35KV变电站6KV系统向全矿各用电地点送电。

1、35KV变电站供金山沟风机房

一回路（613线路）架空线规格为LGJ-3×70-5.4Km；

二回路（614线路）架空线规格为LGJ-3×70-5.4Km。

2、35KV变电站供杨坡风机房

一回路（615线路）架空线规格为LGJ-3×150-3.7Km；

二回路（616线路）架空线规格为LGJ-3×150-3.7Km。

3、35KV变电站供平峒变电所

一回路（617线路）架空线规格为LGJ-3×185-0.8Km；

二回路（618线路）架空线规格为LGJ-3×240-0.8Km。

4、35KV变电站供洗煤厂

一段母线（623线路），架空线规格为LGJ-3×240-0.8Km；

二段母线（632线路），架空线规格为LGJ-3×240-0.8Km。

5、北区的双回路供电是从平峒6KV变电所到北区中央变电所，一回路是一趟MYJV22-3×240-8.7/15-5.4Km，二回路是由两趟MYJV22-3×150-8.7/15-5.4Km并联形成。

井下掘进工作面局部通风机全部实现双电源供电，专用风机与备用风机从变电所一、二回路分别供电，井下所有局部通风机全部实现专用开关、专用线路、专用变压器，风电闭锁，瓦斯电闭锁。

xxx煤矿供电电源满足《煤矿安全规程》要求，矿井实现双回路供电电源。

xxx煤矿符合供电能力核定的必备条件，矿井供电系统合理，设备、设施及保护装置完善，技术性能符合规定，系统运行正常，系统技术档案齐全，各种运行、维护、检查、事故记录完备，管理维护制度健全。

没有使用国家明令禁止使用的设备和淘汰的产品。

负荷统计：

2012年全矿井总运行负荷为9000KW，洗煤厂最大运行负荷为4500KW，35KV变电站总得运行负荷为13500KW.

二、35KV变电站电源线路安全载流量

1、安全载流量校验

线路电流计算

I=13500÷（

×35×0.9）=247A

南三线路LGJ-3×150允许载流量:

考虑环境温度250C时为445A（查表）。

IX=445A>I=247A

刘三线路LGJ-3×185允许载流量:

考虑环境温度250C时为515A（查表）。

IX=512A>I=247A

2、线路校验

线路LGJ-150线路单位负荷矩时压损失百分数：

当cos∮=0.9时，为0.033%/MW.km（查表）

其中：

矿井负荷为13500MW，线路长18.5km

则电源线路电压降为：

ΔU1%=13.5×18.5×0.033%=8.2%＞5%.

线路LGJ-185线路单位负荷矩时压损失百分数：

cos∮=0.9时，为0.030%/MW.km（查表）

其中：

矿井负荷为13500MW，线路长14km

则电源线路电压降为：

ΔU1%=13.5×14×0.03%=5.67%＞5%.

由以上校验可知电源线路安全载流量符合要求，电源线路电压降均不符合要求。

三、6KV变电站电源线路安全载流量及压降校验

1、安全载流量校验

线路电流计算

6KV变电所一回路I1=4500÷（

×6×0.9）=481A

6KV变电所一回路线路LGJ-3×185允许载流量，考虑环境温度250C时为:

I=515A

I=515A＞I1=481A能满足要求

6KV变电所一回路I2=4500÷（

×6×0.9）=481A

6KV变电所二回路线路LGJ-3×240允许载流量，考虑环境温度250C时为:

则I=610A

I=610＞I=481A能满足要求

2、线路校验

线路LGJ-3×185线路单位负荷矩时压损失百分数：

cos∮=0.9时，为0.030%/MW.km（查表）

则电源线路电压降为：

ΔU1%=4.5×0.8×0.03%=0.1%＜5%.

线路LGJ-3×240线路单位负荷矩时压损失百分数：

cos∮=0.9时，为0.026%/MW.km（查表）

则电源线路电压降为：

ΔU1%=4.5×0.8×0.026%=0.09%＜5%.

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。

四、下井电缆安全载流量及压降校验

1、安全载流量校验

入井MYJV型交联聚乙烯绝缘电缆满足《煤矿安全规程要求》。

线路电流计算I1=4500/（1.732×6×0.9）=481A

一回路是MYJV22-3×240-8.7/15-5.4Km线路,允许载流量为IX=515＞481，满足要求。

二回路是MYJV22-3×150-8.7/15-5.4Km线路，允许载流量为

IX=2×395A=790>481A满足要求。

线路压降计算

北区一回路MYJV22-3×240-8.7/15电缆单位负荷矩时电压损失百分数：

当cos∮=0.9时，为0.003%/MW.km（查表）

则北区一回路电缆线路电压降为：

ΔU2%=4.5×5.4×0.003%=0.07%<5%.

北区二回路MYJV22-3×150-8.7/15电缆单位负荷矩时电压损失百分数：

当cos∮=0.9时，为0.005%/MW.km（查表）

则北区二回路电缆线路电压降为：

ΔU2%=4.5×5.4×0.005%÷2=0.06%<5%.

五、电源线路能力核定计算公式

1、南三线路能力计算

A=330×16P÷104W=330×16×8190÷（104×12.8）=338（万t/a）

式中:

P为线路供电容量

当线路允许载流量为445A时,P=

×445×35×0.9=24278.31KW

当线路压降为5%时,P=5%÷（0.033%×18.5）=8.19（MW）=8190KW

则线路合理,允许供电容量取8190KW。

W为上年度吨煤综合电耗为W=÷=12.8（KWh/t）

2、刘三线路能力计算

A=330×16P÷104W=330×16×11900÷（104×12.8）=491（万t/a）

式中:

P为线路供电容量

当线路允许载流量为515A时,P=

×515×35×0.9=28097.37KW

当线路压降为5%时,P=5%÷（0.030%×14）=11.9（MW）=11900KW

则线路合理,允许供电容量取11900KW.

W为上年度吨煤综合电耗为12.8（KWh/t）

六、主变压器能力核定计算公式

主变压器能力核定计算：

　　　A=330×16

（万t/a）

=330×16×16000×0.9÷12.8÷104=733万t/a

式中：

A—变压器的折算能力，万t/a；

S—工作变压器容量，kVA；

ψ—为全矿井的功率因数，取0.9；

w—矿井吨煤综合电耗，kWh/t，同电源线路能力核定计算式采用数。

主变技术参数

序号

主要技术参数

参数

采用数据

参数

1

主变

SZ9-16000/35

主变容量

16000KVA

2

主变厂家

山东达驰电气股份有限公司

装机容量

23514KW

3

主变出厂日期

2010年05月

运行容量

16891KW

4

上年度矿井用电量

5796.002万度

5

上年度综合电耗

12.8度/吨

6

矿井主回路电压、截面、长度

35KV、150mm2-18.5、150mm-13km

由上述校验和计算可知，电源线路符合规程要求，刘三线、南三线电压损失超过5%,不满足单回路供电要求。

根据线路及变压器的能力计算，取其较小值，确定矿井供电系统能力为338万吨/年。

七、年产量达到500万吨所需条件

若年产量达到500万吨时，下组煤增加1个回采工作面、5个掘进工作面，装机负荷增加2164KW，运行负荷增加1082KW。

负荷增加后负荷统计：

全矿井总运行负荷为10082KW。

洗煤厂最大运行负荷为4500KW，35KV变电站总得运行负荷为14582KW。

（一）、35KV变电站电源线路安全载流量

1、线路电流计算

I=14582÷（

×35×0.9）=267A

南三线路LGJ-3×150允许载流量:

考虑环境温度250C时为445A（查表）。

IX=445A>I=267A

刘三线路LGJ-3×185允许载流量:

考虑环境温度250C时为512A（查表）。

IX=515A>I=267A

2、线路压降校验

线路LGJ-3×150线路单位负荷矩时压损失百分数：