矿井生产能力核定说明书.docx
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矿井生产能力核定说明书
××区××煤矿
生产能力核定说明书
2006年1月1日
矿井生产能力核定说明书
一、矿井基本概况：
××区××煤矿原为张范镇镇属集体企业，于2003年停产整顿改造以来，一直处于停产整改阶段。
根据×煤字〈2005〉24号文件、×区煤炭工业局煤字〈2005〉11号文件精神，×区将××煤矿与相邻的关闭矿井资源整合、技术改造，升格为区属煤矿。
根据这一决定，××煤矿于2005年5月12日起组织人员对矿井上、下进行整改。
目前矿井己通过验收，恢复生产。
并颁发了各类合法证件:
采矿许可证：
证号：
安全生产许可证：
编号：
煤炭生产许可证：
证号：
煤矿矿长资格证书：
证号：
组织机构代码证：
代码：
企业法人营业执照：
注册号：
××煤矿于1982年建井，1986年2月投产，年设计生产能力3万吨。
批准开采6、9层煤，2005年底申请扩层、扩界13、16、17、18层煤。
目前矿井保有储量 万吨，可采储量 万吨。
矿井经技术改造，生产能力达到6万吨/年，矿井剩余服务年限为 年。
1、位置、交通
矿井坐落在××村北，东距××15km，西距××20km。
位于××煤矿井田东南部。
矿井北部1km是××公路、铁路，南部2km是××光明公路，东部500m是连接两条公路的××公路，交通十分便利（附图）。
2、地形、地貌、气候、地震
该矿属于××煤田的××井田，属于丘陵地貌，矿区地形呈南高北低之势，海拔标高在＋64—＋58m。
地面防洪沟在矿区开采范围内的下部，河流方向与煤的走向一致，属季节性河流。
河床底标高+59米左右，历年最高洪水位为+60.5米。
矿区范围内的排洪沟，汛期将田间积水导入蟠龙河。
洼地局部积水无法流出，渗入井下采空区。
其它均为平坦开阔的农田。
该矿区属北温带大陆季风区气候，一年四季分明，春季干旱多风，夏季炎热多雨，冬季寒冷少雪。
年平均气温13．５℃，7—8月份为高温季节，平均气温２７．８７℃，最高气温４１℃；冰冻期为12月份至次年2月份，平均气温-２．７８℃，最低气温-17℃。
地面冻结一般不超过３００ｍｍ．年平均降雨量600—700mm，多集中在7—9月份。
冬季风向多为东北、西北，平均风速3.17m/s，夏季多东南、东北风，平均风速2.71m/s。
本地区地震烈度为7度。
3、井田的地质特征
（1）地质构造
本井田为单斜构造，地层走向为东西，倾角较小，平均倾角为12度，根据现有资料和中部采区的所见，区内除北部边界F15断层为一区域构造外，，九层煤未发现有大于2米的断层。
构造类型主要发育有奥陶系、石炭系、二迭系及第四系。
奥陶系：
（O）仅见马家沟中段岩石，厚约800米，煤系基盘。
岩性主要由灰色厚层状灰岩组成，裂隙，溶洞发育，含水丰富。
石炭系本溪组：
（C）厚约40米，下部为紫红色铁质泥岩，含山西式铁矿和C层铝土矿，上部为含燧石乳白色灰岩，假整合于奥陶系地层以上。
石炭系太原：
（C3）厚约170米，与本溪组整合接触，岩性主要由砂岩，砂质页岩，泥岩夹薄层，灰岩为煤层组成，可采煤层为6、9层。
二迭系山西组（P1）厚约95米二部为灰色砂岩，泥岩五层，中部为砂岩，下部为粉砂岩，本组下部含二层与太原系组整合接触。
石迭系石盒子组：
（P2）岩性主要为砂岩，砂质泥岩及互相组成，局部有残留，与山西组整合接触。
第四系：
（Q）厚2-10米，为冲积层，由黄土、砂质粘土，粘土及砂砾层组成与下伏地层呈角度不整合接触。
（2）煤层：
本矿主采9层，6层煤尚未开采、16、17、18层煤只有局部尚未开采。
6-9层间距30米左右，9层煤据钻孔资料厚0-0.45米，实际揭露平均0.5米左右，9层顶板为五层灰岩，厚度在0.5-8.1米之间，一般在2-3米左右，底板为泥岩，厚度在3.0-7.4米之间，一般3米左右。
6层煤顶板为页岩灰黑色，夹薄层石灰岩含灰质及黄铁矿结构，厚度6-3.3米，平均9.2米，煤层厚度0.1-0.55米。
底板为中细粒砂岩，灰色，含钙质，顶部变为泥岩，具绡状层理，厚度1.9-4.4米，平均3.1米。
（3）煤质
××煤矿在生产过程中，进行过系统的煤质化验工作.本矿现主采9层煤为肥煤，其煤质经市技术监督局每季进行煤质化验，煤质情况为灰分25.54%，挥发份27.8%，全硫2.83%，水份0.74%，高位发热量6278大卡，低位发热量5970大卡，属低灰、低硫、高热值煤。
（4）水文地质
区内地形较平坦，水文地质条件简单，区内仅有一条张范河，属季节性河流，其它无较大的地表水存在，雨季地表水经张范河流流入蟠龙河。
井田内含水性较强的含水层为三灰、五灰，其补给水源为大气降水，经断层和裂隙浸入井下，是矿井涌水的主要来源，三灰、五灰虽然含水较强，但由于井田下部开采时间较长、涌水量很小，一般为4m3/min，最大为15m3/min。
（5）开采技术条件
6层煤顶板为页岩，灰黑色，夹薄层石灰岩，含灰质，及黄铁矿结核，节理发育，厚度6-13.3米，底板为中细粒砂岩，灰色，含钙质，顶部为泥岩，具绢状层理，9层煤顶板为五层灰岩，厚0.5-8.1米，坚硬含裂隙水，底板为泥岩，厚3.0-7.4米，遇水变软。
（6）瓦斯、煤尘与自燃发火
瓦斯：
经中部采区多年鉴定，鉴定为低瓦斯矿井。
煤尘：
据采样分析，煤尘的挥发性与燃性（固定碳挥发份）之比在28.38%-29.92%之间，具有爆炸危险。
自燃发火：
煤层有二类自燃发火倾向。
5、矿井储量
（1）矿井边界6、9层煤：
矿井边界
（1）-（9）拐点坐标圈定，拐点坐标如下：
（1）X=3856660Y=39537600
（2）X=3856665Y=39537745
（3）X=3856820Y=39538228
（4）X=3856896Y=39538364
（5）X=3857250Y=39538835
（6）X=3857565Y=39538710
（7）X=3857182Y=39537980
（8）X=3857015Y=39538026
（9）X=3857017Y=39537610
16、17、18层拐点坐标，
（1）X=3856050Y=39537525
（2）X=3856895Y=39537966
（3）X=3856400Y=39538215
开采水平标高由+25至-50米，井田面积0.6538平方公里。
（2）矿井储量：
2005年底六层煤地质储量32.2万吨，可采储量21.34万吨，9层煤地质储量22万吨，可采储量为8.85万吨。
6、9层合计可采储量为30.19万吨。
6、矿井开拓方式、开采方法
（1）开拓方式：
一对立井。
（2）开采方法：
地下开采，走向长壁后退式，爆破落煤。
二、矿井生产能力核定情况
1、混合提升能力
主井提升能力使用钢丝绳JT1200/1028绞车，配用电机55KW，最大提升速度2.2米/秒，提升高度60米，罐笼提升，U型0.5吨矿车。
350×3×（7×3600-t人-Dt其它）
P=—————————————————————
1.251.25M
104×（——·t煤+——·R·t矸+——·t材）
WCN
式中经实测和统计数：
P：
混合井提升能力（万吨/年）
t人：
每班上下人时间（S/班）1800
7：
规定混合提升，每班最大净提升时间，7
W：
每次提升煤重量（t/次）0.7
t煤：
提升一循环时间（S/次）120
R：
矿石在产量中的比重（%），20
C：
每次提升矸石重量（t/次）0.9
M：
每吨煤材料消耗（重量）比重（%）3
t材：
下材料每次提升循环时间（S/次）140
D：
每班下其它材料次数（次/班）规范规定每班5-10次,5
t其它：
下其它材料每班提升循环时间（S/次）140
t矸：
提矸循环时间（S/次）130
N：
每次提升材料吨数（t/次）0.5
350×3×（7×3600-1800-5×180）
P=———————————————————————
1.251.250.03
104×（——·120+——×0.2×150+——×140）
0.50.95
=7.1万T/a
本矿主井提升委托山东煤矿机电装备安全检测中心进行了检验，各系统性能及安全系数、运输参数等均符合《煤矿安全规程》规定。
通过计算,核定矿井混合提升能力7.1万吨/年。
2、井下运输能力
大巷总长度0.41km，大巷运输方式人力拥车，矿车型号：
U型载重0.7吨，轨距600mm，每次运输车辆4车，每列车载重量1.5吨，通过大巷的运输矸石比重占原煤比重的20%，每100米1个循环车场，通过大巷的间隔时间5分钟。
大巷运输及井底车场通过能力计算：
m·G·60×16×350
P=————————————
K（1+R）·T·104
式中：
T——大巷相邻推车间隔时间5分钟
M—每列车矿车数（车/列）4
G—每个车载煤量（t/车）0.7
R—通过大巷运输矸石占原煤比重,20%
K—不均匀系数，取1.15
3×0.5×60×16×350
P=——————————————=7.3万吨/年
1.15×（1+0.2）×5×104
3、通风能力
矿井通风方式为中央并列式通风，主扇型号BK54-№11，配用电机22KW，叶片角度32.5度，矿井总进风量为880m3/min，矿井总回风940m3/min，矿井总有效风量794m3/min，矿井实际需要风量756m3/min，有效风量率85%，矿井负压156.8Pa。
等积孔1.08m2。
风机经山东省煤矿通风检测站检测和通风阻力测定，数据参数符合《煤矿安全规程规定》。
瓦斯涌出量1.85m3/t，矿井瓦斯等级为低级，现有二个回采工作面用风，三个掘进工作面用风，三个峒室用风。
矿井所需风量：
Q需=（∑Qc+∑Qj+∑Qd）×k
∑Qc——井下采煤工作面实际需要风量的总和，m3/min
∑Qj——井下掘进工作面实际需要风量的总和，m3/min
∑Qd——井下独立通风硐室实际需要风量的总和，m3/min
K取1.2
采煤工作面用风量计算:
A按沼气涌出量计算
Q需=100q瓦采×K采通=100×0.14×2.1=29.4m3/min
式中：
Q—采煤工作面所需实际风量，m3/min
q瓦采—采煤工作面沼气涌出量m3/minK系数2.1
B：
按工作面温度计算
Q1=60×V采×S采×K长=60×1.2×1.48×1=106m3/min
式中：
Q—采煤工作面所需实际风量，m3/min
V采—工作面风速m/s,1.2
S采—工作面平均断面积1.48m2
K长—面长50—100米，取1
采煤工作面空气温度℃
采煤工作面风速m/s
<15
0.3-0.5
15-18
0.5-0.8
18-20
0.8-1.0
20-23
1.0-1.5
23-26
1.5-2.0
26-28
2.0-2.5
C：
按炸药量计算
Q1=25×A=25×2=50m3/min
D：
按人数计算
Q1=4×N=4×16=64m3/min
式中：
Q1—采煤工作面所需风量，m3/min
N—井下同时工作的最多人数，人
4—每人每分钟所需风量计算，m3/min
E：
按风速验算
按最低风速验算，采煤工作面的最低风量Q采低
Q采低≥15×S采≥15×1.68=25.2m3/min
式中：
S采低——工作面最大所需平均断面积m2
按最高风速验算，采煤工作面的最高风量Q采高
Q采高≤240×S采≤240×1.28=307m3/min
式中：
S采高——工作面最小平均断面积1.28m2
取其中最大值,采煤工作面所需风量取106m3/min
掘进工作面风量计算
A：
按一次最多工作人数计算
Q2=4×N=4×16=64m3/min
式中：
Q2——掘进工作面所需风量m3/min
4—同上N——同上
B：
按瓦斯涌出量计算
Q2=100×qCH4×K掘通=100×0.2×2=40m3/min
式中：
Q2——同上qCH4——工作面瓦斯绝对涌出量，m3/min
K掘通——工作面瓦斯涌出不均衡的风量系数，1.4-2.0
本矿取2
C：
按炸药量计算
Q2=25×A=25×3=75m3/min
式中：
Q2——同上A——一次爆破最大炸药用量,3kg
D：
按最低风速验算
Q2≥15×S掘≥15×3.6=54m3/min
E：
按最高风速验算
Q2≤240×S掘≤240×3.6=864m3/min
选用风量为75m3/min，选择风机JBT—52—5.5KW风机。
式中：
Q2——同上
S掘——煤巷或半煤岩巷掘进工作面的断面积m2
为了防止局部通风机吸循环风，防止局部通风机入口至掘进工作面回风巷口之间风流处于停滞状态而引起瓦斯积聚，在安装局部通风机的巷道中，除保证局部通风机的吸风量外，还应保证局部通风机吸入口至掘进工作面回风巷之间的风速不得低于0.25m/s。
所以
Q掘=120+60V小S=120+60×0.25×3.6=174m3/min
式中：
V小——巷道最低风速0.25m/s
S——掘进工作面的断面3.6m2
炸药库所需风量
爆炸材料库（炸药库、雷管库）各配风60m3/min
绞车房的所配风量按60m3/min
矿井所需风量:
Q需=（∑Qc+∑Qj+∑Qd）×k
=（106+106+174+60×2+60+60）×1.2
=756m3/min
实测:
绞车房70m3/min炸药库:
77m3/min
管库66m3/min9206面145m3/min
9207掘进135m3/min矿井所需风量756m3/min
矿井有效风量752m3/min有效风量率85%
矿井通风能力核定
Q
q1=——————
p1日产量
q1——2002年吨煤所需风量Q——总进风量
p1——2002年日产量，210
630
q1=————=3m3/吨
210
根据计算2002年吨煤的所需风量3m3/吨
Q进×350
P=——————
q1×k×104
Q——总进风量880m3/min
q1——上年度吨煤所需风量3m3/吨
K——系数取1.45
880×350
P=——————=7.1万吨/年
3×1.45×104
根据计算矿井通风能力核定为7.1万吨/年
5、排水能力
主井深度60米，一级排水，由井下水仓直接排到地面，流入蟠龙河，主排水泵选用DA1—80×12型三台，一台工作，一台备用，一台检修。
扬程134米，流量32.4m3/h，功率18.5kw，双回路供电，安设3寸高压管路2条，水仓容量100m3，正常涌水量4m3/h，矿井最大涌水量15m3/h，建立了独立的排水系统，能够满足矿井排水能力需要。
矿井正常涌水量计算公式
Bn×20×0.832.4×20×0.8
Pn=—————×350=——————×350=40.3万t/a
An×1040.45×104
矿井2002年日产量210吨
Bn—一台水泵流量32.4m3/h
An—吨煤正常涌水量0.45m3/t
Pn——矿井正常涌水量，万吨/年
矿井最大涌水量
Bm×20×0.864.8×20×0.8
Pm=——————×350=——————×350=21.22万t/a
Am×1041.71×104
矿井2002年日产量，210吨
Bm—二台水泵流量64.8m3/h
Am—吨煤最大涌水量1.71m3/t
Pm——矿井正常涌水量，万吨/年
根据计算Pn=40.32万t/aPm=21.22万t/a
7、采掘工作面能力核定
（1）本矿井现主采九层煤，生产采区为920采区，二个采煤工作队，2006年计划开拓6层煤620采区。
（2）采区情况：
920采区保有储量10.1万吨，煤层厚度0.4米，倾角13度，顶板为五层灰岩，厚度0.5-8.1米，一般3米，坚硬，致密，深灰色，生物结构底部见泥含假希氏虫化石，煤层较稳定，底板为泥岩。
采煤方法：
走向长壁后退式；采区回收率85%，工作面回采率97%。
（3）瞻望2006-2010年采掘工作面接续情况及主要开采煤炭变化情况
附：
2006年-2008年回采工作面接续表
区队及
工作面地点
工作面储量
起止
日期
2006年
（月）
2007年
（月）
2008年
（月）
2009年
（月）
2010年
（月）
08年
（月）
一队9205
20000
1-2
一队9206
20000
3-4
一队9207
20000
4-7
一队9208
20000
7-10
一队9209
20000
10—12
一队9210
20000
10—12
一队9211
28000
1-4
二队9212
20000
5—8
一队9213
12000
6-12
二队601
20000
1-4
一队602
22000
5-9
二队603
20000
10-11
一队604
30000
1-6
二队605
30000
7-12
一队606
30000
1-5
二队607
30000
6-12
一队608
18000
1-4
二队609
20000
5-9
一队610
22000
10-12
2003年至2004年九层煤东翼全采完，2005-2008年将开采九层煤西翼及六层煤的开拓工作。
采掘工作面能力核定
A:
回采工作面能力
A采=L·T·P0·n
L：
工作面平均斜长60mT：
工斜面年推进度，350×3=1050m
P0：
煤层生产能力，0.45×1.35=0.6T
n：
回采工作面平均个数2个
A采=60×1050×0.6×2×0.97=7.3万吨/年
B:
掘进工作面能力
1997—2002年6年生产原煤19万吨，掘进产煤占回采产煤量的8%，为0.53万吨。
A矿=A采+A掘=6.59×（1+0.08）=7.1万吨/年
采掘工作能力核定为7.1万吨/年。
8、地面生产系统能力
（1）筛分能力
使用自制滚筒式筛选机，孔径50mm，配用电动机功率7.5KW，正常筛分性能较好，每小时筛分10吨。
日筛P1=240P=24×350=8.4万t/a
满足设计生产能力。
（2）装车能力
使用ZL50F装载机运行装车，每小时装车能力100吨。
5×1×60
P1=—————=30
5+5
P=0.9×30×8×350/104=7.56万t/a
（4）汽车运输能力
使用解放142汽车运输，每辆装载能力为15吨，每日生产210吨煤，每日装车14车，即可完成任务.
P=210×350=7.35万吨/a满足生产能力
（5）贮煤场能力
生产的原煤经筛分后，进入贮煤场，露天贮存，贮煤厂长度60米，宽20米，平均高度5米，原煤比重1，贮存能力
P1=60×20×5=6000吨
一年的贮存量P=0.6×12=7.2万吨/a
缓冲生产天数50天。
（6）核定地面生产能力，经以上计算核定为7.2万吨/a
9、供电能力
目前矿井双回路供电，一路来自邹坞变电所10KVA，一路来自南石变电所10KVA，S7160KVA，四台10/0.4变压器，装机容量185KW，运行容量120KW。
（1）电源线路折算生产能力
A=S×I×cosΦ×1.732V
S：
架空线截面积35mm2，I：
经济电流密度1.15
cosΦ:
功率因素0.9V:
电压,10
A=35×1.15×0.9×1.732×10=627.4
P=A×350×16/18×104=627.4×350×16/180000
=19.5万T/a
（2）下井电缆折算生产能力
A=I×V×1.732cosΦ
I：
长时允许电流173
V:
电压=0.4KV
cosΦ=0.9
下井电缆70mm2
A=215×0.4×1.732×0.9=134
P=A×350×16/10×104=134×350×16/100000
=7.5万T/a
（3）变压器容量相应折算生产能力
P=320×0.9×16×350/100×104=8.9万吨/年
10、矿井安全程度核定情况
（1）本矿井各类安全设施设备齐全有效，各采掘工作地点都按要求安装了瓦斯断电仪（抚顺仪器总厂生产），断电功能良好，能控制所有采掘区域。
（2）通过安全程度评价，各专业都达到安全生产要求，矿井开采技术条件具备，通风良好，无自然发火现象,瓦斯涌出量低，采掘工作面温度不高。
矿井涌水量不大，正常每小时4m3，最大每小时15m3，并编制了安全预案。
（3）各专业得分：
安全管理72分，采煤专业71分，掘进专业70分，机电专业63.27分，运输专业83.33分，通防专业65分，防治水专业79分，矿井得分71.94分。
（4）矿井与枣庄矿业集团有限责任公司矿山救护大队签订了救护技术服务协议书，签订日期：
2003年1月30日。
《××煤矿九层煤东翼采区设计》经薛城区煤炭工业局（2001）77号文批准。
11、矿井综合生产能力分析
主井提升能力为7.1万吨/年
井下运输能力为7.3万吨/年
通风能力为7.1万吨/年
排水能力为21.2万吨/年
采掘工作面生产能力6.59万吨/年
地面生产系统能力为8.4万吨/年
储煤场能力为7.2万吨/年
供电能力为7.5万吨/年
矿井安全程度核定结合矿井生产能力核定工作的通知精神,确定本矿井综合生产能力为6万吨/年。
三、2003-2008年优化方案
2005年开拓九层西翼采区和进行六层开拓，把单一煤层开采改为二层同时开采，提高矿井生产能力，达到高产、稳产、矿井各大系统完善。
四、需要解决的主要问题
通过展望2003-2008年采掘工作接续情况，明显看出，矿井界内可采储量不足，申请办理16、17、18层扩展手续，已经上级批复，能够满足我矿2003-2008年系统优化方案改造。
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