煤矿生产能力核定办法及标1.docx

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煤矿生产能力核定办法及标1

煤矿生产能力核定办法及标准

一、新、改、扩生产能力变更向颁发机关提供的材料

（一）、项目申请报告及项目核准文件；

（二）、初步设计（变更）说明书及设计审批文件；

（三）、项目竣工验收鉴定书或竣工批复文件。

二、煤矿生产能力核定报告书的内容：

、

（一）煤矿地理位置、煤层赋存条件、可采煤层的煤种、可采储量、原设计生产能力、核定生产能力等基本情况；

1、煤层赋存条件发生变化的情况、原因和证明材料；

2、储量管理部门出具的资源储量变化认定文件；

（二）、导致生产能力发生变化的各种因素说明；

1、发生变化的生产系统工程（环节）的情况、原因及相关证明

2、改变采掘生产工艺的原因、技术论证、批准文件、施工及验收合格证明；

（三）、导致生产能力发生变化的生产系统（环节）图纸；

（四）、各系统（环节）生产能力计算依据、结果和核定表；

（五）、生产能力横向联定单位资质证书复印件；

（六）、其他。

1、其他说明文材料。

（七）、编、报、审程序：

1、核定单位；

2主管部门（单位）审查；

3、煤炭生产许可证颁发管理机关审查确认。

三、报送的资料如下：

（一）、生产能力核定结果审查文件；

（二）、生产能力核定结果审查申请表；

（三）、生产能力核定报告书；

（四）、煤炭生产许可证复印件；

（五）、其他。

四、煤矿生产能力核定标准：

（一）、必须具备的条件：

1、采矿许可证、安全生产许可证、煤炭生产许可证和营业执照；

2、生产、技术、安全管理机构及必须的专业技术售货员；

3、有完善的生产、技术、安全管理制度；

4、各生产系统及安全监控系统运转正常。

（二）、工作日：

1、计量单位：

万t/a，或万吨/年

2、工作日：

330d，或日

（三）、挡次

1、30万t/a以下煤矿以1万/t为挡次

2、30万t/a-90万t/a以下煤矿以3万/t为挡次

3、90万t/a-600万t/a以下煤矿以5万/t为挡次

4、600万t/a以H上煤矿以10万/t为挡次

（四）资源、服年限的核查

1、资源文件；

2、资源储量数据；

3、采区回采率达标

4、安全煤柱

5、“三个煤量”

6、上行及特殊开采的批文

7、厚薄煤层、难易开采煤层、不同煤种煤矿质煤层合理配置情况；

8、批准的资源储量的增减情况

9、有无超层越界。

五、生产能力核定：

（一）提升系统能力核定

1、主井提升计算公式|：

A=3600＝

（万t/a）

式中：

A——主井提升能力万/t

b——年工作日330d

t——日提升时间16h或18h

pM——每次提升煤炭量t/次；

K——装车系数立井取1.0，20度以下取0。

95，20-25度取取0.9，25度以上取0.8；

K1——提升不均匀系数，有绶冲仓取1。

1，无绶冲仓取1。

2

K2——提升富余系数，取1。

1-1。

2

T——提升一次循环时间，S/次

2、副井提升能力计算公式：

以年330日，三班作业，每班提升5h。

A=（330×3）×（5×3600-TR-D×TQ）∕[10000×（R×TC∕PC+M×TC∕PC）]（万t/）

式中：

A——副井提升能力万/t

R——出矸率（岩石与产量的重量比），%

PC——每次提升矸石重量，t/次；

TC——提矸一次循环时间，S/次；

M——吨煤用材料比重，%；

PC——每次提升材料重量，t/次；

TC——每次提升材料循环时间，S/次；

D——下其他材料次数（5-10次下炸药）

TQ——下其他材料的循环时间S/次；

TR——每班人员上下井总时间，S/班。

3、混合提升能力核定公式：

A=（330×3）×（6×3600-TR-D×TQ）∕[10000×（K1×Tm∕Pm+R1RTC∕PC+）M×TC∕PC]]（万t/）

式中：

A——副井提升能力万/t

R——出矸率（岩石与产量的重量比），%

Tm——提煤一次循环时间，S/次；

Pm——每次提煤重量，t/次；

PC——每次提升矸石重量，t/次；

TC——提矸一次循环时间，S/次；

M——吨煤用材料比重，%；

PC——每次提升材料重量，t/次；

TC——每次提升材料循环时间，S/次；

D——下其他材料次数（5-10次下炸药）

TQ——下其他材料的循环时间S/次；

TR——每班人员上下井总时间，S/班。

K1——提煤和提矸不均匀系数，取1.25。

（二）、井下排水系统生产能力核定

1、井下排水系统能力必备条件

（1）、排水系统完善，设备、设施完好，运转正常，经具备资质的检测机构测试合格；

（2）有依法批准的地质报告提供的正常涌水量的最大涌水量，以及生产期间的实际涌水量数据。

有突水淹井危险的矿井应经技术论证预测的突水量，并有防治水害的有效措施；

（3）、管理维护制度健全，各种运行、维修、检查、事故记录完备，有每年一次的全部工作水泵和备用水泵联合排水试验报告。

2、排水系统奶核定的主要内容和标准：

（1）、矿井有多级排水系统的，对各级排水系统能力分别核定，然后根据矿井排水系统工程构成和各级涌水情况，综合分析确定矿井排水能力；

（2）、从依法批准的矿井地质报告提供的涌水量和生产期间的实际涌水量数据中，取最大值作为矿井排水系统能力的计算依据；

（3）、核定矿井排水能力时，水泵和排水管的能力应按规定在20Hmw排出矿井24小时的正常涌水量和最大涌水量；

（4）、矿井水仓容量必须满足《煤矿安全规程》规定，主水仓容量必须符合以下计算要求：

①、正常涌水量在1000m³∕h以下时；

V≥8Q（m³）

②、正常涌水量大于1000m³∕h以下时；

V≥2（QS+3000）（m³）

试中：

V——主要水仓的有效容量（m³）

QS——矿井每小时2时涌水量m³∕h

3、矿井排水系统能力核定按下公式计算：

①、矿井正常涌水量排水能力：

An=330×20Bn∕10000Pn（万t/a）

②、矿井最大涌水量排水能力：

Am=330×20Bm∕10000Pm（万t/a）

试中：

An——排正常涌水时的能力（万t/a）

Bn——工作水泵小时排水能力m³∕h

Pn——上一年度平均日产吨煤矿所需排出的正常涌水量m³∕t

Am——排最大涌水时的能力（万t/a）

Bm——工作水泵备用水泵的小时排水能力m³∕h

Pm——上一年度平均日产吨煤矿所需排出的正最大涌水量m³∕t

以上两种计算结果取其小值为矿井排水系统能力。

（三）、供电系统生产能力核定

1、核定供电系统能力必备条件：

（1）、供电系统合理，设备、设施及保护装置完善，技术性能符合规定要求，运行正常；

（2）、供电系统技术挡案齐全，各种运行、维护、检查、事故记录完备，管理维护制度健全；

（3）、年产6万吨及以上的矿井应有两回路独立的、不得分接任何负荷的电源线路；

（4）、年产6万吨及以下的矿井采用独立的未分接任何负荷单回路电源供电时，应有满足通风、排水、提升等矿井设备可靠运转的备用电源。

2、主要内容和标准：

①、正常情况下，两回路电源线应采用分列运行的方式。

当采用一回路运行时必须带电备用。

能力核定计算为要作线路和工作变压器的拆算能力，备用线路、备用变压器、备用发电机组不计入供电容量。

②、电源线路的供电能力，需符合允许载流量的要求，并应满足压降不超过5%的规定。

3、电源线路能力核定按下式计算：

A=330×16×P∕10000ω（万t/a）

试中：

A——电源线路的拆算能力，（万t/a）

P——线路合理、允许的供电容量，KW。

按线路允许的载流量计算，但线路电压降不得超过5%；

ω——矿井吨煤综合电耗，KWh/t，采用上年的实际吨煤综合电耗。

4、主变压器能力核定按下式计算：

A=330×16×Sψ∕10000ω（万t/a）

式中：

A——变压器的拆算能力（万t/a）

S——工作变压器的容量，KVA

ψ——为全矿井的功率因数，取0。

9；

ω——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。

5、进筒电缆可不拆算生产能力，但需保证任何一回路发生故障或停止供电时，其余回路仍能担负井下全部负荷，安全载流量及电压降均符合要求。

（四）、井下运输系统生产能力核定

1、必备条件：

（1）、井下运输系统完善，保护齐全，运转正常；

（2）、倾斜井巷内按规定装备，有完善、有效的防跑车防护装置；

（3）、各种行车、调度信号设施齐，安全标志齐全、醒目，车场、巷道内照明符合规定。

（4）、井下采用无轨胶轮车运输的，所用设备必须为防爆型。

2、主要内容和标准：

（1）、井下运输系统能力主要包括工作面顺槽、上（下）山、集中巷、暗斜井、大巷的运输能力；

（2）、核定井下运输系统能力时，若实测数据大于设备额定能力，以设备额定能力为准；若实测数据小于设备额定能力，以实测数据为准。

（3）、井下运输系统中最小的环节（或设备）能力为井下运输系统的核定能力；

（4）、井下运输系统有多个独立的系统时，其核定能力为各独立系统最小环节能力之和。

（5）、当采用电机车运输时，核定能力按主井提升带式输送机计算公式计算，其中K1不均匀系数取1。

1，大巷为平巷运输时，倾角系数C取1。

0；

（6）、当采用电机车运输时，大巷及井底车场通过能力按下式计算：

A=60×16×330[NC/（10000K1（1+R）T]，（万t/a）

式中：

N——每列车矿车数；

G——每辆车载煤量，t/辆；

R——通过大巷运输矸石、材料、设备、人员等占原煤运量比重，%；

K1——不均匀系数，取1。

15；

T——大巷中相邻两列车间隔时间，min/列。

按下式计算：

T=（2L/u+t1+t2/n，min/列

式中：

L——要巷运输距离，m，

U——列车平均速度，m/min；

t1——装车调车时间（包含中途停车时间），min；

t2——卸载调车时间，min；

n——运煤矿列车的列数，列。

井下轨道运输仅做辅助运输时，不核定其能力。

（7）、当采用无轨胶轮车作井下主要运输时，其能力核定按下式计算：

A=330×60[ntC/（10000tk1）]

式中：

A——运输能力（万t/a）

t——每天工作时间，取16h；

c——胶轮车载重量，t/台；

K1——运输不均匀系数，取1。

2；

n——胶轮车平均日工作台数，台；

T——运输一次循环时间，min/次。

T=（2L/u）t1+t2

式中：

L——加权平均运输距离，m；

U——胶轮车平均运行速度，m/min；

t1——装车调车时间（包含中途停车时间），min；

t2——卸载调车时间，min；

用该公式计算出的结果后，须按下式验算井底车场和大巷通过能力，然后取其小者为矿井运输能力：

Aˊ=60×16×330[KXC/10000K1（1+R）T]，（万t/a）

式中；Aˊ——井底车场和大巷通过能力，（万t/a）

C——胶轮车载重量，t/台；

KX——运输线路系数，单线时为0。

5，完全形成环线时为1；

R——运输矸石占原煤比重，%；

K1——不均匀系数，取1。

2；

T大巷中相邻两车间隔时间，min，取0。

5。

（8）、当采用无轨胶轮车作为辅助运输时，其能力核定按下式计算：

A=330×3Kx[6×3600-tR-D×tQ∕10000（R/PC×tc+M/PG×tG）]（万t/a）

式中：

A——辅助运输核定能力，（万t/a）

M——吨煤用材料比重，%；

Pc——每次运材料重量，t/次；

Tc——运材料车间隔时间，S；

D——每班运其他材料次数，次/班，按5-10次计算，（指运炸药、设备、长材料等）；

tQ——运其他材料车间隔时间，S；

tR——每班人员进出井车辆间和与其他车辆间隔时间总和，S；

R——运输矸石占原煤比重，%；

PG——每次运矸石重量，t/次

tG——矸石车间隔时间，S；

Kx——运输线路系数，单线时为0。

5，完全形成环线时为1，平硐以下形成环线时为0。

8。

公式基础：

1、进出井运人车辆和与其他车辆间隔时间按60S计算；

2、每人车数量，加长车不超过18人，双排座车不超过16人；

3、运送其他人员车辆间隔时间为30S；

4、材料车相互间隔时间按需分配0S计算；

2、所有使用内燃无轨胶轮车运输的矿井必须按车辆尾气排放量和巷道中废气浓度核算合理的车辆使用数，以确定矿井的最大运输能力。

3、暗斜井运输能力按主提升、副提升能力计算公式计算。

（五）、采掘工作面生产能力核定

1、核定采掘工作面能力必备条件：

（1）、同一采区内同一煤层不得布置3个及以上回采工作面和气个及以上掘进工作面同时作业；

（2）、严格按编定员标准组织生产；

（3）、条件允许的煤矿应采用长壁式开采；使用连续采煤矿机的可以采用房柱式或短壁式采煤方法；开采三角带煤，残煤柱或进行复采时，必须有按规定批准的作业规程和安全技术措施；

（4）、有煤矿或瓦斯突出的矿井，高瓦斯矿井、低瓦斯矿井高瓦斯区开采的工作面，不得采用前进式采煤方法。

采煤矿工作面必须保持至少两个畅通的安全出口，一个通到回风巷，另一个通到进风巷。

开采三角煤、残煤流煤柱不能保持两个安全出口时，必须有按规定批准的作业规程和安全技术措施；

（5）、采区生产必须形成完整的通风、排水、供电、运输等系统，严禁非正规下山开采；

（6）、必须保证回采工作面的正常接续，均衡稳定生产。

“三个煤量”符合国家有关规定。

大中型矿井开拓煤量可采期应达到3-5年以上，准备煤量可采期应达到1年以上。

小型矿井开拓煤量可采期应达到2-3年以上，准备煤量可采期应达到3-5个月以上。

2、主要内容和标准：

（1）核查矿井各可采煤矿厚度、间距、倾角、生产能力、期末可采储量和煤层结构，以及矿井开拓方式、采煤矿方法、核查现生产水平、采区和采煤队个数，准备采区及掘进队个数等情况；

（2）、检查分析现生产采区和准备采区地质构造，煤层赋存情况、煤层顶底板情况、采区巷道布置、采区设计生产能力、采煤工作面和掘进工作面数量和位置等情况；

（3）采煤矿工作面能力根据前3年回采工作面的实际情况，按煤矿层不同厚度（厚、中、薄煤层）、不同采工艺（综采、综放、高挡普采、普采、炮采、水采），按下式计算回采工作面前3年的平均生产能力；

Ac=L×T×P×N∕10000，（万t/a）

试中：

Ac——采煤矿工作面平均生产能力，（万t/a）；

L——采煤矿工作平均长度，m；

T——采煤矿工作面平均推进度，m；

P——平均煤层生产能力，t/m²；

N——采煤工作面平均个数，个。

（4）、掘进工作面煤量根据前3年掘进工作面的实际资料，计算掘进煤占回采煤量的比例和年掘进煤矿量：

C=GJ/Gc

试中：

C——掘进煤矿占回采煤量的比例；

GJ——前3年掘进煤量总和，万t；

Gc——前3年回采煤量总和，万t；

AJ=Ac.C，（万t/a）；

（5）、根据前3年的采煤工作面平均生产能力的掘进煤量计算前3年矿井年平均生产能力A：

A=Ac+AJ=（1+C）Ac，（万t/a）；

前3年矿井平均采掘生产能力可作为矿井采掘工作面核定生产能力。

3、特殊情况下采掘工作面生产能力的核定：

由于地千周构造、煤层赋存条件发生变化，或技术性改造移交时间短，或采煤工艺变化（如由分层开采变为一次采全高），或采煤矿机械化程度变化（如由炮采变为机采），或市场销售制约等因素，前3年采掘工作面生产情况不能准确反映目前实际时，可根据采煤矿工作面循环作业图表、近期优井生产和今后3年采掘接替安排等情况，分别计算采煤工作面生产能力和掘进煤量，确定采掘工作面生产能力。

采用此方法，必须提供相关证明材料。

（1）、采煤矿工作面能力计算公式为：

Ac=L.h.r.b.n.N.c.a/10000，（万t/a）；

试中：

Ac——采煤工作面年生产能力，（万t/a）；

L——采煤矿工作面平均长度，m；

h——采煤矿工作面平均采高，m；放顶煤开采时为采放总厚度；

r——原煤密度，t/m³；

b——采煤工作面平均日推进度，m/d；须提供证明依据；

n——年工作日，d，取330d；

N——正规循环作业系数，%；应根据采煤设备技术性能、生产组织和职工素质等因素确定，一般取0。

8；

C——采煤矿工作面回采率，%；按矿井设计规范选取；

A——采煤工作面平均个数，个。

（2）掘进煤矿量按照掘进巷道分类长度、断面计算。

AJ——10ˉ4r∑SiLi，（万t/a）；

试中：

AJ——掘进煤量，（万t/a）；

R——原煤视密度，t/m³；

Si——i巷道纯煤面积，m²；

Li——i巷道年总进尺m。

（3）、矿井采掘工作面生产能力为：

A=Ac+AJ，（万t/a）

4、核定采掘工作面生产能力时，应根据矿井开拓和准备情况，按照采区设计和工作面布置，采用表格形式按采掘队和年份排出采煤工作面后3年的接续表，并按不同图例（或不同色彩）绘制出后3年采掘工程计划（规划）图。

如不能满足工作面正常接续要求，应适当降低采掘工作面核定能力。

（六）、矿井通风系统生产能力核算：

1、核定通风系统能力必备条件：

（1）、必须有完整独立的通风、防尘、防灭火及安全监控系统，通风系统合理，通风设施齐全可靠；

（2）、必须采用机械通风，运转风机和备用风机必须具备同等能力，矿井通风机经具有资质的检测检验机构测试合格；

（3）、安全检测仪器、仪表齐全可靠；

（4）、局部通风机的安装和使用符合规定；

（5）、采掘工作面的串联通风符合规定；

（6）、矿井瓦斯管理必须符合有关规程规定。

2、通风系统能力核定的主要内容：

（1）核查采煤矿工作面、掘进工作面及井下独立用风地点的基本状况；

（2）、核查矿井通风机的运转情况；

（3）、实行瓦斯抽排的矿井，必须核查矿井瓦斯排系统的稳定运行情况；

（4）矿井有两个以上通风系统时，应按照每一个通风系统分别进行通风能力核定，矿井的通风系统能力为每一通风系统能力之和。

矿井必须按照每一通风系统能力合理组织生产。

3、矿井风量核定办法：

（1）、生产矿井需要风量按各采煤矿、掘进工作面、硐室及其他巷道等用风地点分别进行计算，包括按规定配备的备用工作面需要风量，现有通风系统必须保证各用风地点稳定可靠供风。

Q矿=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q备+∑Q胶轮车+∑Q其他）.K（m³/min）

试中：

∑Q采——采煤工作面实际需要风量的总和（m³/min）

∑Q掘——掘进工作面实际需要风量的总和（m³/min）

∑Q硐——硐室实际需要风量的总和（m³/min）

∑Q备——备用工作面实际需要风量的总和（m³/min）

∑Q胶轮车——井下采用胶轮车运输的矿井，尾气排放稀释需要风量的总和（m³/min）

∑Q其他——矿井除了采、掘、硐室地点以外的其他巷道需风量的总和（m³/min）

K——矿井需风系数（抽出式取1.15-1.20，压入式取1.25-1.30）

（2）、采煤矿工作面需要风量

每个回采工作面实际需要风量，应按瓦斯、二氧化碳涌出量和爆破后的有害气体产生量以及工作面气温、风速和人数等规定分别进行计算，然后取其中最大值。

①、低瓦斯矿井的采煤矿工作面按气象条件或瓦斯涌出量（用瓦斯涌出量计算，采用高瓦斯计算公式）确定需要风量，其计算公式为：

Q采=Q基本.K采高.K采面长.K温（m³/min）

试中：

Q采——采煤工作面需要风量（m³/min）

Q基本——不同采煤方式工作面所需要风量（m³/min）

Q基本=60×工作面控顶距×工作面实际采高×70%×适宜风速（不小于1m/s）

K采高——LK0采工作面采高调整系数（见下表）

采高（m）

∠2.0

2.0-2.5

2.5-5及放顶煤矿面

系数（K采高）

1.0

1.1

1.5

K采面长——回采工作面长工度调整系数（见下表）

回采工作面长度（m）

80-150

150-200

大于200

长度调整系数

（K采面长）

1.0

1.0-1.3

1.3-1．5

K温——回采工作面温度与对应风速调整系数（见下表）

回采工作面空气温度（℃）

采煤矿工作面风速（m/s）

配风调整系数（K温）

∠20

1.0

1.00

20-23

1.0-1.5

1.00-1.10

23-26

1.5-1.8

1.10-1.25

26-28

1.8-2.5

1.25-1.40

28-30

2.5-3.0

1.40-1.60

②、高瓦斯矿井按照瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算。

根据《煤矿安全规程》规定，按回采工作面回风流中瓦斯（或二氧化碳）的浓度不超过1%的要求作计算：

Q采=100.q采.KcH4（m³/min）

试中：

Q采——回采煤工作面需要风量（m³/min）

q采——回采工作面回风流中瓦斯（或二氧化碳）的平均绝对涌出量，（m³/min）

KcH4——采面瓦斯涌出不均衡通风系数（正常生产时连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量和月平均日瓦斯涌出量的比值）

③、工作面布置有专用排瓦斯巷的回采工作面风量计算：

Q采=Q采回+Q采尾（m³/min）

其中：

Q采回=100.q采.KcH4（m³/min）

Q采尾=（qcH4尾/2.5%）.kch4（m³/min）

式中：

qcH4尾——采煤工作面尾巷的风排瓦斯量（m³/min）

④、按工作面温度选择适宜的风速进行计算（见上表）

Q采=60V采.S采（m³/min）

式中：

V采——采煤工作面风速（m/s）

S采——采煤工作面的平均断面积（m²）

⑤、按回采工作面同时作业人数和炸药量计算需要风量：

每人供风≮4m∕min：

Q采大于4N（m³/min）

每Kg炸药供风≮25m∕min（硝酸铵炸药）：

Q采≯25A（m³/min）

式中：

N——工作面最多人数，人；

A——一次爆破炸药最大用量，Kg。

⑥、按风速验算：

60×0.25S∠Q采∠60×4S

式中：

S——采煤工作面的平均断面积（m²）

⑦、备用工作面亦应满足瓦斯、二氧化碳、温度等规定计算的风量，且最少不得低于采煤矿工作面实际需要风量的50%。

Q备≥1/2.Q采

（3）、掘进工作面需要风量计算：

每个掘进工作面实际需要风量，应按瓦斯、二氧化碳涌出量和爆破后的有害气体产生量以及工作面气温、风速、人数以及局部通风机的实际吸入量等规定分别计算，然后取其中最大值。

①、按瓦斯、二氧化碳涌出量计算需要风量

Q掘=100.P掘.K掘通

式中：

Q掘——单个掘进工作面需要风量，（m³/min）；

P掘——掘进工作面回风流中瓦斯（二氧化碳）涌出量（m³/min）；

K掘通——瓦斯涌出不均衡系数（正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量与平均日瓦斯绝对涌出量的比值）。

按二氧化碳的涌出量计算需要风量，可参照瓦斯涌出量计算方法进行。

②、按局部通风机的实际吸入量计算需要风量

岩巷掘进：

Q掘=Q扇.Ii+60×0.15s（m³/min）；

煤巷掘进：

Q掘=Q扇.Ii+60×0.25s（m³/min）；

式中：

Q扇——局部通风机实际吸风量，（m³/min）。

安设局部通风机的巷道中的风量，除了满足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流之间的风速岩巷不小于0.15m/S，煤巷和半煤巷不小于0.25m/S，以防止局部通风机吸入循环风和这段距离内风流停滞，造成瓦斯积聚；

Ii——掘进工作面同时通风的局部通风机台数。

③、按掘进工作面同时作业人数和炸药量计算需要风量

每人供风量≮4m³∕min

Q掘大于4N