煤矿矿生产能力核定报告正文8.1

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煤矿生产能力核定报告第一章概述第一节矿井基本建设过程xxx矿是kkk县属国有企业，创办于1966年，当时设计矿井生产能力6万吨/年；1985年，郴州地区煤炭局批准xxx矿技改设计，生产能力由6万吨/年扩为15万吨/年。到1991年12月,矿井技改工程竣工，1992年，地区煤炭局组织专家对xxx矿技改项目进行验收,同时以《关于kkkxxx矿技改工程竣工投产的批复》（煤基技字[1992]第161号）批准矿井技改投产，并批准矿井扩建为15万吨/年；2006年9月，核定矿井生产能力为9万吨/年，报省煤炭工业局批复核定生产能力为9万吨/年。kkkxxx矿为证照齐全的合法矿井，采矿许可证证号为C2，有效期至2015年11月23日；煤炭生产许可证证号为41059，有效期至2013年12月31日；安全生产许可证证号为()MK安许证字[2011]1，有效期至2014年12月30日；工商营业执照注册号为0004（1-1）NM，矿长ggg于2011年1月24日已取得矿长资格证，证号为436，矿长安全管理资格证，证号为436MA。第二节核定工作过程本院受kkkxxx矿的委托，对该矿生产能力进行核定，我院按照生产能力核定办法，组建了矿井生产能力核定小组，配备了有关专业技术专家。生产能力核定小组本着合法、科学、公正的原则，以严格、认真、实事求是的态度对矿井的各主要生产系统能力进行核查与核定。通过深入现场和井下实地考察、统计分析、科学计算和分析，按照《标准》规定，77 核定煤矿生产能力。根据生产能力核定办法和核定标准，生产能力核定工作过程如下：核定人员培训---→与矿方签订生产能力核定合同---→签订合同后，进驻矿方对矿井各生产系统及环节进行现场核查、实测并收集相关资料---→资料整理---→编制生产能力核定报告。第三节核定依据生产能力核定的依据是国家法律、法规和行业技术规范、规定、标准及矿方提供的相关资料。主要核定依据有：一、国家法律、行业技术规范、规定、标准部分1、《安全生产法》、《矿产资源法》、《煤炭法》、《矿山安全法》2、国务院令第446号《关于预防煤矿生产安全事故的特别规定》和《关于促进煤炭工业发展的若干意见》（国发[2005]18）3、《煤矿安全规程》（2011年版）4、《煤炭工业小型矿井设计规范》（GB50399-2006）5、《煤矿安全生产基本条件规定》6、《煤矿生产能力管理办法》、《煤矿生产能力核定标准》8、湖南省《煤矿生产能力核定标准》补充规定9、其它法律、法规及有关规定。二、矿方提供的相关资料1、《湖南省kkk矿区xxx井田xxx矿矿山储量年报》（2012年）及矿产资源储量年报备案书（国土资年报备字[2013]1号）2、相关图纸：矿井井上下对照图、采掘工程平面图（包括后3年的采场接续计划安排）、矿井通风系统图、矿井运输系统图、矿井排水系统图、矿井供电系统图、工业广场平面布置图、矿井水文地质图；77 3、矿方提供的有效证照：煤矿采矿许可证，煤炭生产许可证、安全生产许可证、工商营业证、矿长资格证复印件；4、《关于kkkxxx矿技改工程竣工投产的批复》（基技字[1992]第161号）；5、瓦斯抽采系统和瓦斯抽采设计、瓦斯防治能力评估报告6、提供矿井安全避险六大系统设计说明及有关图纸7、其它相关资料。第四节核定主要生产系统环节及结果通过对矿井各生产系统的生产能力进行核定得出,提升系统能力核定为20.496万t/a，矿井排水系统能力核定为？符合规定，供电系统能力核定为17.53万t/a，井下运输系统能力核定为18.36万t/a，采掘工作面能力核定为15.0796万t/a，通风系统能力核定为22.498万t/a，地面生产系统能力核定为15.8万t/a；按照核定办法和原则，矿井生产系统能力现场核定结果为15万t/a。第五节最终确定的煤矿核定生产能力根据现场生产能力核定结果，结合矿井的各项技术改造，目前矿井生产能力最终确定为15万t/a。第二章矿井概况第一节矿井位置及交通77 xxx矿位于kkk东北部，北临桂阳县，往南西方向距kkk城约32km。该矿井行政区划属kkk，矿区范围由11个拐点组成，面积为1.2km2，准采标高为＋200～-100m。矿井所在地交通方便。省道S州）（）段从矿井的南边通过。沿S往西分支可达幽幽经等，往东ＫＫ可与106国道、京广铁路相衔接。矿井距S2约10km，有简易公路与相连，煤炭运输较为便利。矿井地理坐标：kkkxxx矿交通位置图第二节矿井开采范围、面积及资源储量一、矿井开采范围、面积根据kkkxxx矿采矿许可证（证号为C2）批准开采范围，矿井范围由11个拐点圈定，矿区面积为1.8392km2，准采深度为+200～-100m。xxx矿拐点坐标及开采深度表（80系）拐点号拐点坐标拐点号拐点坐标XYXY123472842472.5837646444.24582841857.5837646036.23692841404.5837645941.23102841092.5737645861.23二、资源储量77 根据湖南vv勘察设计有限公司编制的《湖南省kkkbbbbbb井田xxx矿矿山储量年报》（2012年1月～2012年12月）及该年报的《矿产资源储量年报备案书》（资储年报），截止2012年12月底止，井田内保有资源储量180.5万t，其中111b为35.4万t，122b为94.4万t，333为50.7万t。第三节地质特征一、地层及地质构造1、地层xxx矿含煤岩系为上二叠统龙潭组上段。xx矿区xxx井田该层厚54～190m，一般厚118m。该段中共含煤七层，自上而下分别命名为Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ、Ⅳ、Ⅴ、Ⅵ、Ⅶ煤，其中Ⅱ、Ⅴ、Ⅵ煤为区内主要可采煤层，平均可采总厚3.53m。现将含煤岩系自下而上列述如下：⑴浅灰至深灰色薄层细粒或中粒长石石英砂岩。厚0～35m，平均厚3m。⑵灰黑色薄层状粉砂质泥岩或砂质泥岩，偶夹炭质泥岩及薄煤（Ⅶ煤）。厚0～24m，平均厚1m。⑶灰至深灰色中厚层状细或中粒长石石英砂岩，顶部夹薄层状粉砂岩。厚3～38m，平均厚15m。⑷灰黑色薄层状粉砂质泥岩或泥岩，厚0～12m，平均厚2m。⑸Ⅵ煤层，似层状和透镜状，局部为炭质泥岩，有时分叉为2～3层。煤层厚度0～4.71m，煤层厚度不稳定，变化大。从本矿范围内见煤厚度资料看，煤层不稳定，煤厚0.6～2.58m，平均厚1.16m。77 ⑹黑色粉砂质泥岩、泥岩，含大量瘤状菱铁矿结核。厚3～60m，平均厚25m。⑺浅灰至深灰色中厚层状细粒或中粒长石石英砂岩。厚1～28m，平均10m。⑻灰黑色团块状粉砂质泥岩夹粉砂岩，偶夹炭质泥岩及薄煤层。厚0～16m，平均厚3m。⑼Ⅴ煤层，层状，较稳定，局部分叉为1～2层。从本矿及附近见该煤钻孔地质资料来看，煤层局部较稳定，煤层厚0～6.26m，平均1.53m，属较稳定煤层。⑽灰黑色薄层状粉砂质泥岩夹粉砂岩。厚0～25m，平均厚6m。⑾下部为灰色中厚层状细粒砂岩；上部粉砂质泥岩及粉砂岩夹不稳定煤层（Ⅳ煤）。厚度0～21m，平均厚4m。⑿浅灰至灰白色厚层状中粒砂岩。厚度6～48m，平均厚18m。⒀浅灰色薄至中厚层状细砂岩，局部为中粒砂岩，底部有时夹砂质泥岩及不稳定煤层（Ⅲ煤）。厚度0～15m，平均厚5m。⒁灰黑色团块状粉砂质泥岩、泥岩及粉砂岩。厚度2～50m，平均厚15m。⒂Ⅱ煤层，深黑色，似层状或透镜状，常分叉2～4层。厚度0～4.98m，平均厚0.88m。从本矿及附近见该煤钻孔地质资料来看，煤层不稳定，煤层厚0.6～3.24m，平均1.09m，属中薄煤层。⒃下部为黑色薄层炭质泥岩（Ⅰ77 煤层）；上部灰黑色薄层状粉砂质泥岩，夹少量条带状细砂岩及粉砂岩，含大量似层状菱铁矿结核及星点状黄铁矿。厚度0～19m，平均厚3m。⒄灰色薄层状细粒石英砂岩，含黄铁矿结核。厚0～15m，平均厚4m。xxx矿主采V煤层，Ⅱ、Ⅵ煤局部可采。2、构造bbbbbb井田区域构造位置处于耒向构造带南段西侧，以南北向构造发育为特点，由一系列规模较大的向斜、背斜构造组成褶皱系，矿区所在的袁家向斜是该褶皱中的一个二级构造，向斜轴部出露大冶组，两翼则为大隆组、龙潭组，两翼地层倾角一般30°～50°。它控制煤系的分布，与其配套断裂构造有具挤压特征的南北向断层，一般规模较大，一般向东倾，倾角45°左右；具拉张特征的近东西向断层，一般规模较小，但对井田的破坏较大。矿井范围内的主要构造形迹有褶皱、断层。据详查报告资料及地表调查，矿井范围内有3个褶皱、4条断层，现分述如下：⑴褶皱有：①滑乐向斜：位于滑乐一带，矿井范围内仅出露此向斜的北部，出露长约350m，轴向近南北，两翼对称，出露龙潭组上段。②aaa背斜：位于aaa一带，矿井范围内出露此背斜的北部，出露长约700m，轴向近南北，两翼岩层为龙潭组上段，倾角20～65°不等。③尖岭向斜：出露于尖岭一带，矿井范围内出露此向斜的北部，长约1600m，轴向近南北，两翼倾角28～56°不等，核部开阔，主要由大冶组组成，翼部出露大隆组，至47线附近收敛。⑵断层有：①F79张性正断层：位于aaa77 矿井中部，出露长约210m。走向大致南北，断面产状94°∠68°，大板冲附近见Ⅴ煤底板砂岩和龙潭组下段接触，-砂岩和Ⅵ煤顶板砂岩接触，缺失Ⅴ煤及其顶底板岩层，断层破碎带宽4.4m左右，落差约18m。②出露于矿井中部，长约200m，走向近南北向，断面产状88°∠77°。4606孔于195m见Ⅱ煤下砂岩与Ⅵ煤顶板接触，破碎带宽5.5m，落差25m，往东南方向变小，并逐渐消失。③F83张性正断层：位于aaa矿井中西部，出露长约520m，走向近南北向，断面产状267°∠77°，落差20m，45孔见破碎带宽2.8m，缺失Ⅵ煤，-有缺失。地表见龙潭组下段与煤接触。F79、F82、F83三条正断层呈近平行排列，走向南北，间距30～150m。④F104张性正断层：出露于aaa矿井北部，长约1700m，走向大致东西，倾角约67°，断层破碎带及角砾十分明显。矿井内140m大巷见Ⅴ煤与Ⅵ煤顶板接触，破碎带宽5m，通过断裂带时，巷道垮落，发生漏水，落差约15m。综合上述，xxx矿矿井范围内褶皱、断层相对较发育，总体上看，地质构造复杂程度尚属中等类型。二、煤层及煤质1、煤层xxx矿范围内可采煤层有Ⅱ、Ⅴ、Ⅵ煤层，述叙如下：Ⅱ煤层：位于龙潭组上段上部，煤层呈似层状或透镜状，煤层厚0～4.98m，煤层结构简单，局部可采，属不稳定煤层。煤厚点中最厚1.26米，最薄1.03m，平均煤厚1.10m，采区所属的原储量块段的平均煤厚为0.92m。平均煤厚增加0.18m。77 Ⅴ煤层：位于龙潭组上段中部，煤层层位较稳定，煤层厚度变化不大，煤层厚0～6.89m。煤层结构较简单，大部可采，属较稳定煤层。Ⅵ煤层：位于龙潭组上段中下部，煤层厚度变化较大，煤层厚0～4.71m。煤层结构较简单，局部可采，属较不稳定煤层。期间采区的煤层厚度0.83m至1.85m，平均煤厚1.37m。2、煤质⑴煤的物理性质Ⅱ煤层：黑色至灰黑色，条痕为深黑色及灰黑色，以光亮型为主，偶有暗亮型和亮暗型，块煤多具金属光泽，粉煤具暗淡的土状光泽，煤层硬度；较低，常易碎成粉末状及片状，密度中等，比重在1.37～1.6之间，平均1.39；具参差或平整状断口，燃烧试验，一般不易着火，无焰无烟。Ⅴ煤层：黑色至灰黑色，条痕为深黑色及灰黑色，以光亮型为主，也有暗亮型，块煤多具金属光泽，粉煤具暗淡的土状光泽，煤层硬度较低，常易碎成粉末状及片状，密度中等，比重在1.38～1.6之间，平均1.39；具参差或平整状断口，燃烧试验，一般不易着火，无焰无烟。Ⅵ煤层：黑色至灰黑色，条痕为深黑色及灰黑色，为光亮型、暗亮型和亮暗型，块煤多具金属光泽，粉煤具暗淡的土状光泽，煤层硬度；较低，常易碎成粉末状及片状，密度中等，比重在1.38～1.6之间，平均1.44；具参差或平整状断口，燃烧试验，一般不易着火，无焰无烟。⑵煤的化学性质及煤类据详查报告提供的煤质化验成果：煤层编号水份(%)灰分(%)挥发份(%)硫分(%)磷(%)发热量(MJ/kg)视密度(t/m3)WadAdVdafSt,dPdQgr,dARD77 ⑶煤的工业牌号及工业用途由上述化学分析结果可知：煤层的挥发分一般在10%左右，不具粘结性，其工业牌号为无烟煤（WY）。其中Ⅱ煤层属低灰、中高硫、低磷、特高热值无烟煤。Ⅴ煤层属低中灰、低硫、低磷、特高热值无烟煤；Ⅵ煤层属特低灰、低中硫、低磷、特高热值无烟煤。主要作为人民生活用煤，工业上，也可作为良好的动力用煤及化肥用煤。三、开采技术条件1、瓦斯等级根据cc省煤炭局湘煤行[2013]4号《关于2012年度矿井瓦斯等级鉴定结果的批复》：该矿井绝对瓦斯涌出量10.04m3/min，相对CH4涌出量为48.21m3/t；相对二氧化碳涌出量为13.22m3/t，矿井为煤与瓦斯突出矿井。2、煤尘爆炸危险性根据cc省煤炭工业局文件（c煤行[2013]号）“关于2012年度矿井瓦斯等级鉴定结果的批复”该矿煤尘无爆炸危险性。3、煤层自燃发火倾向性根据cc省煤炭工业局文件（c煤行[2013]号）“关于2012年度矿井瓦斯等级鉴定结果的批复”该矿煤层属自燃发火煤层。4、煤层顶、底板条件Ⅱ煤层顶板为黑色泥岩、粉砂质泥岩，厚度2～50m，平均厚约15m。裂隙较发育，易于垮落。底板为灰黑色薄层状泥岩、粉砂岩，厚度5～6m，岩石松散易碎，遇水后易膨胀，易引起底鼓。Ⅴ煤层顶板为灰黑色薄层状页岩、粉砂质泥岩、粉-细砂岩，伪顶为炭质页岩，较发育，一般厚2～4m。节理裂隙较发育，抗压强度为79～303kg/cm2；抗拉强度为3.8～65kg/cm277 ，属较易垮落的岩石，煤采出后不久即有自行垮落现象，属一级顶板。底板为粉砂岩、细砂岩，一般厚3m，局部有0.5m伪底。抗压强度为30～316kg/cm2；抗拉强度为6.9～42kg/cm2，弱到中等强度，遇水后易膨胀，造成底鼓现象，间接底板为厚1～28m中细粒砂岩。Ⅵ煤层顶板为黑色粉砂质泥岩、泥岩，一般厚10m。裂隙较发育，易于垮落。底板为灰黑色薄层状粉砂岩，厚3～4m，为软性岩石。综上所述，矿井中煤层顶底板稳定性较差，工程地质条件较复杂。5、水文地质条件矿山范围内地形坡度较大，冲沟发育，有利于地表水的排泄，但大气降水可沿裂隙补给地下，是矿坑充水的主要因素。断层的富水性弱，导水性较差，对矿坑充水影响小。但当断层附近有地表水体切割时，通过对厚煤层的大量回采，浅部易产生导水裂缝，造成断层破碎带与地表水体相沟通，可能会改变断层的导水性和富水性，故对F83、F104等切割地表水体处开采时，应采取有效措施，防止突水。可采煤层位于龙潭组上段，由于斗岭组下段及上段为良好的隔水层，故含煤岩系的下伏、上覆含水层对矿坑充水无直接影响。含煤岩系内部的含水层为斗岭组中段的细-中粒砂岩，含构造裂隙水，富水性中等，对矿坑充水影响中等。矿山范围老窿较多，采空区地表局部塌陷，大气降水可通过裂隙补给地下水，是矿坑主要充水来源之一。根据矿山多年井下涌水量的观测统计，井下涌水量一般为120m3/h，最大涌水量180m3/h，雨季井下涌水量稍有增加。但随着井下开采面积的扩大及逐步向深部开采，井下的涌水量将逐渐加大。77 综上所述，矿山充水的主要因素是大气降水、老窑水及局部地表水。矿山水文地质条件属中等类型。6、其他该矿区属地温正常区，地温梯度小于3℃/100m；在本矿区煤矿开采历史中从未发现地温异常点，故该矿不会有地温异常现象；无冲击地压现象。第四节矿井开采现状一、开拓方式矿井开拓方式为斜井多水平开拓，共划分3个水平，一水平为+136m以上，二水平为+50m，三水平为-50m，一水平、二水平已采完，现生产水平为-50m水平。xxx矿各井口参数表如下：参数名称井口坐标井筒坡度斜长（m）落底（m）XYH（m）主斜井副斜井南风井北风井采区开采顺序是由边界向中央推进，北翼265采区己采完，现布置有235采区、242采区和副265采区3个采区，其中2个采区同时生产，1个采区作为现生产采区的接替采区。77 在南、北两翼布置有副2658、副2353等2个采煤工作面和242采区+20北底板预抽巷、-50北大巷、335采区-25北运道（煤巷）、455轨道上山等4个掘进工作面。二、采煤方法及回采工艺该矿常用采煤方法为走向短壁后退式、局部厚煤层采用倾斜分层壁式采煤；回采工艺为爆破落煤，人工攉煤，工作面搪瓷溜槽自溜，单体液压支柱配π梁（绞接梁）支护，全部陷落法管理顶板。矿井工作日数为330d/a，“三、八”制作业。三、提升系统1、主斜井地面至-50m水平，井筒坡度30°，斜长488.6m,提升设备型号为2JK-2×1.0型矿用双筒提升绞车，配电机型号为JR127-8,额定电压380V，额定功率130kW,绞车实际提升最大速度2.5m/s;采用双钩串车提升，1T标准“U”型矿车。该绞车采用变频调速电控系统。核定单绞提升量为单独提升煤用MGC1.1-6矿车串5车/次，提升矸石用KFU0.75-6型矿车串4车/次、下放材料4车/次，材料下放按下放空车计算，不考虑提升时间，井底未设缓冲煤仓；井口已安装自动摘钩和机械推车装置，一次提升循环时间实测为300s，采用人工挂钩，操作时间实测为50s。全矿工作制按每年工作330d，每天提升时间18h班最大提升时间6h计算。2、副斜井副斜井：地面至-50水平，井筒坡度28°，斜长530.4m,提升设备型号为JTP1.6×1.5型矿用单筒提升绞车，配电机型号为JR127-8,额定电压380V，额定功率115kW;采用单钩串车提升，主要负责全矿升降人员。辅助提升矸石、材料等。升降人员用型号为XRC10-6/6的人车二辆。3、暗斜井运输+50水平运输大巷以下煤炭运输，由下列暗斜井提升至+50，再通过电机车运至+50主井车场，提升到地面。77 ①225采区轨道上山225暗斜井：+50至-50，设计坡度30°，斜长202m，提升设备型号JTB-1.0x0.8型矿用单筒提升绞车，配电机型号为YB250M-6,额定电压660V，额定功率45kW;采用单钩串车提升至+50。②副265采区轨道上山副265暗斜井：+50至±0，设计坡度25°，斜长154m，提升设备型号JTB-1.0x0.8型矿用单筒提升绞车，配电机型号为YB250M-6,额定电压660V，额定功率45kW;采用单钩串车提升至+50。③235采区轨道上山235暗斜井：+50至±0，设计坡度30°，斜长120m，提升设备型号JTB-1.0x0.8型矿用单筒提升绞车，配电机型号为YB250M-6,额定电压660V，额定功率45kW;采用单钩串车提升至+50。④242采区轨道上山242暗斜井：+50至-50，设计坡度30°，斜长210m，提升设备型号JTB-1.0x0.8型矿用单筒提升绞车，配电机型号为YB250M-6,额定电压660V，额定功率45kW;采用单钩串车提升至+50。⑤245采区轨道上山245暗斜井：+50至-50，设计坡度30°，斜长206m，提升设备型号JTB-1.0x0.8型矿用单筒提升绞车，配电机型号为YB250M-6,额定电压660V，额定功率45kW;采用单钩串车提升至+50。⑥215采区轨道上山225暗斜井：+50至-50，设计坡度30°，斜长202m，提升设备型号JTB-1.0x0.8型矿用单筒提升绞车，配电机型号为YB250M-6,额定电压660V，额定功率45kW;采用单钩串车提升至+50。四、矿井排水矿井采用多级排水方式，矿井在+136水平、+50水平、±77 0水平和-50水平均设有水泵房，+50水平水泵房为±0水平和-50水平集中排水二级泵房，+136水平水泵房为辅助泵房，现将各水泵房装备分述如下：1、+50m水平水泵房+50水泵房安装3台D100-50×4型水泵，水泵额定流量为100m3/h配套电机型号为YB2280M-2，功率为90kW/台，3台水泵配置了2路DN150×6无缝钢，直排地面；水仓容积为1150m3。2、+136m水平水泵房136水泵房安装3台125D25×6型水泵，水泵额定流量为101m3/h，配套电机型号为YB2250M-4，功率为55kW/台，排水主管路和备用管路均为DN125×6无缝钢管，直排地面；水仓容积为800m3。3、265采区±0水泵房265采区（±0）水泵房配备3台100D16×8型水泵，其中1台工作泵、1台备用泵、1台检修泵；水泵额定流量为54m3/h，配套电机型号为YB200L2-2，功率为30kW/台，排水主管路和备用管路均为DN100×5无缝钢管，排至+50；水仓容积为210m3。4、副265采区±0水泵房副265（±0）水泵房配备3台100D16×8型水泵，其中1台工作泵、1台备用泵、1台检修泵；水泵额定流量为54m3/h，配套电机型号为YB200L2-2，功率为30kW/台，排水主管路和备用管路均为DN100×5无缝钢管，排至+50；水仓容积为210m3。5、副井-50水泵房副井-50水泵房配备3台D85-45×3型水泵，其中1台工作泵、1台备用泵、1台检修泵；水泵额定流量为85m3/h，配套电机型号为YB250M-2，功率为55kW/台，排水主管路和备用管路均为DN100×5无缝钢管；排至+50。水仓容积为1000m3。6、235采区±0水泵房77 235采区（±0）水泵房配备3台100D16×8型水泵，其中1台工作泵、1台备用泵、1台检修泵；水泵额定流量为54m3/h，配套电机型号为YB200L2-2，功率为30kW/台，排水主管路和备用管路均为DN100×5无缝钢管，排至+50；水仓容积为210m3。五、矿井供电1、供电电源xxx矿地面设有一座6kV的变电所，用电均来自aaa35kV区域变电所，35KV区域变电所电源进线分别取自肖家110KV和袁家35kV变电站，供电是可靠的。35kV区域变电所的二段6kV母线，由2条LGJ-95线路2个回路分别向xxx矿6kV变电所供电。其中1条LGJ-95线路工作，一条LGJ-95带电热备用，单条线路长度为1800米。2、地面供电地面现安装供地面低压用电的变压器3台，其型号为S9-750/6/0.4型二台和S9-200/6/0.4一台，主要用于地面绞车、空压机站、办公、生活及其他辅助设施用电。3、井下供电井下电源直接由地面6kV变电所6kV母线供电。沿副井安装2个回路下井电缆：+50水平中央变电所下井电缆2个回路来自地面6kV的变电所,下井电缆ZQ203×50高压交联电缆,电缆长度为500m,2个回路采用分列运行。其中1个回路供电,另1个回路带电备用。+50水平中央变电所共安装有3台矿用变压器，其中2台型号为KSGB-400/6/0.69供应+50水平水泵和南北二翼的动力电源；1台型号为KSGB-400/6/0.69为“三专”变压器，为南北二翼局部通风机专用电源。六、井下运输1、+50水平大巷运输77 +50水平运输大巷为煤矿井下主要运输大巷，采用机车运输方式，使用机车型号为CTY5/6G-88型蓄电式电机车2台，单列串车25辆，担负南北二翼采区的煤炭、矸石和材料的转运任务；运煤炭用MGC1.1-6型1T标准“U”型矿车，自重600kg；运矸石用KFU0.75-6型的矿车，载重1200kg,自重740kg；用轨道型号为18kg/m。2、-50水平大巷运输-50水平运输大巷，采用机车运输方式，使用机车型号为CTY2.5/6-48型蓄电式电机车2台，单列串车15辆，担负-50水平的煤炭、矸石和材料的转运任务；运煤炭用MGC1.1-6型1T标准“U”型矿车，自重600kg；运矸石用KFU0.75-6型的矿车，载重1200kg,自重740kg；用轨道型号为18kg/m。七、矿井通风矿井采用两翼对角式通风方式，抽出式通风方法。南、北风井现各安装2台主抽风机，其中1台工作,1台备用；工作风机和备用风机型号均为4-72-11№20B离心式风机，配套Y315M-8型电机,额定功率为75KW,额定风量2189m3／s，额定静压1434Pa。其中主斜井进风量为30.94m3／s，副斜井进风量为15.01m3／s，矿井总回风量49.76m3／s。八、地面生产系统地面生产系统较简单,井下生产的煤炭由主斜井绞车提升至地面后，经地面运输轨道自溜至煤仓，井口至煤仓距离为73～110m，翻煤后空车人力推至井口；煤仓设有4个电动翻滚笼,装煤矿车进入煤仓后，经电动翻滚笼翻入振动筛,经筛分后，分别进入混煤仓和块煤仓。串车提升的矿车到地面后,可分解同时进入四个电动翻滚笼翻煤。矸石经主斜井绞车提升至地面后，自溜至矸石道下部，经地面矸石道绞车提升至自动翻笼翻，将矸石翻入矸石山即可。77 材料贮存在地面工业广场或仓库，用矿车或材料专用车人工装卸推至主斜井井口车场，利用绞车下放至各用料点即可。地面煤炭外运：煤炭采用汔车往外运输，煤仓下部设有四个汽车装煤斗口，从斗口开闸将煤放入汽车货箱内。77 第三章矿井目前生产状况第一节矿井建设及审批xxx矿是kkk县属国有企业，创办于1966年，当时设计矿井生产能力6万吨/年；1985年，地区煤炭局批准xxx矿技改设计，生产能力由6万吨/年扩为15万吨/年。到1991年12月,矿井技改工程竣工，1992年区煤炭局组织专家对xxx矿技改项目进行验收,同时以《关于kkkxxx矿技改工程竣工投产的批复》（技字[1992]第11号）批准矿井技改投产，并批准矿井扩建生产能力为15万吨/年；2006年9月，核定矿井生产能力为9万吨/年，并报省煤炭工业局批复，核定生产能力为9万吨/年。第二节生产系统变更矿井最后一次扩建设计生产能力为15万吨/年，于1992年通过扩建竣工验收，近几年没有大的系统改造，只是陆续对个别淘汰或报废的设备进行了更换。扩建技改矿井生产水平主要在+50m水平,现生产水平已进入-50m水平,主要生产系统变更情况如下：1、矿井增加了地面瓦斯抽采系统，原有北一风井作为矿井瓦斯抽采专用井。2、矿井开采水平由+50m水平延深至-50m水平，现在主要生产水平为-50m水平,主、主、副斜井落底水平已延深到-50m标高。主要生产系统已变更为-50m水平。3、矿井采煤方法有改进，由过去非正规采煤法改为走向长壁式采煤法，回采工作面支护由木支护改为单体液压支柱配π梁。采用了先进的回采工艺。77 4、南风井主要通风机进行了更换。由4-72-11NO12C型风机更换为4-72-11NO20B型风机。5、井下主要运输大巷更换为22kg钢轨，+50m水平运输大巷电机车由2.5t改为5t蓄电池机车。6、供电线路进行了改造，线路截面加大，主要变压器进行了更换，供电容量增加。7、地面煤仓翻煤、储煤系统进行了改造，由手动翻滚笼改为电动翻滚笼。扩建了一个煤仓，其储煤容量增加。第三节现有生产布局矿井开拓方式为斜井多水平开拓，共划分为3个水平，一水平为+136m以上，二水平为+50m，三水平为-50m，+136m水平为回风水平、二水平已采完，现生产水平为-50m水平。-50m水平共划分8个采区，其中：南翼划分为215、235、255三个采区，北翼划分为225、245、242、副265和265五个采区，南翼的采区平均走向长度约360m左右，北翼的采区平均走向长度约510m左右。采区开采顺序是由边界向中央推进，北翼265采区己采完，现-50m水平现布置有235采区、242采区和副265采区3个采区，其中2个采区同时生产，1个采区作为现生产采区的接替采区。采掘工作面有副2工作面等2个；掘进工作面有242采区+20北底板预抽巷、-50北大巷、335采区-25北运道（煤巷）、255轨道上山等4个。77 该矿常用采煤方法为走向壁式采煤法、局部厚煤层采用倾斜分层壁式采煤；回采工艺为爆破落煤，人工攉煤，工作面搪瓷溜槽自溜，单体液压支柱配π梁（铰接梁）支护，全部陷落法管理顶板。第四节资源回收率根据《省kkkbbbbbb井田xxx矿矿山储量年报》（2012年）及矿产资源储量年报备案书（资年报备字[2013]1号）和现场核查，矿井采区回采率为89.3%以上。77 第四章矿井生产能力核定第一节资源储量核查情况一、法定资源储量文件根据火火编制的《湖南省kkkbbbbbb井田xxx矿矿山储量年报》（2012年1月～2012年12月）及该年报的《矿产资源储量年报备案书》（国土资储年报备字[206号），截止2012年12月底止，井田内保有资源储量180.5万t，其中111b为35.4万t，122b为94.4万t，333为50.7万t。二、上年度资源储量核实数据截止2012年12月底止，井田内保有资源储量180.5万t，其中111b为35.4万t，122b为94.4万t，333为50.7万t。三、现场核查情况1、采区回采率根据火火编制的《湖南省kkkbbbbbb井田xxx矿矿山储量年报》（2012年1月～2012年12月）和现场核查，该矿采区回采率为89.3%。2、安全煤柱矿井安全煤柱留设符合有关规定；3、矿井“三量”根据矿方提供的相关资料和现场核查，矿井2012年底开拓煤量112.79万t，准备煤量48.73万t，回采煤量5.81万t；可采期分别为6.3年、38个月、5个月，符合规定要求。4、煤层开采顺序矿井有三层煤可采，其开采顺序是从上往下开采的下行式开采方式，符合要求。77 5、煤层配采情况矿井实行了厚薄煤层、难易开采煤层、不同煤种煤质煤层合理配采情况；6、超深越界开采情况经查对相关资料和现场核查，矿井无超深越界开采现象。四、服务年限核查矿井资源储量=111b+122b+333×K=35.4+94.4+50.7×0.8=170.36万t式中：K-可信度系数，按照《煤炭工业小型矿井设计规范》地质构造中等，煤层赋存较稳定取0.8。矿井设计资源/储量=170.36-0=170.36万t矿井可采储量=矿井设计资源储量×Kc=170.36×0.893=152.1万t式中：Kc-采区回采率，根据《生产煤矿回采率管理暂行规定》第11条规定，煤厚1.3-3.5m取≥80%,按实际取89.3%。界内可采储量为152.13万吨。矿井服务年限核查：本次拟核定生产能力为15万t/a。矿井剩余服务年限为7.8a。G=152.13/1.3×15=7.8（年）式中：kB－取值1.3，根据该矿井地质构造中等，煤层赋存较稳定的赋存条件，故kB取值为1.3，服务年限7.8年。《煤炭工业小型矿井设计规范》2.2.4条规定新建矿井设计服务年限为15a，扩建矿井不低于新建矿井设计服务年限的50%，本次生产能力核定时，矿井剩余服务年限为7.8年，符合要求。77 第二节主井提升系统能力核定一、主斜井提升概况地面——+50水平，井筒坡度30°，斜长292m,提升设备型号为2JK-2×1.0型矿用双筒提升绞车，配电机型号为JR127-8,额定电压380V，额定功率130kW,绞车实际提升最大速度2.5m/s;采用双钩串车提升，1T标准“U”型矿车。该绞车采用变频调速电控系统。核定单绞提升量为单独提升煤用MGC1.1-6矿车串5车/次，提升矸石用KFU0.75-6型矿车串4车/次、下放材料4车/次，材料下放按下放空车计算，不考虑提升时间，井底未设缓冲煤仓；井口已安装自动摘钩和机械推车装置，一次提升循环时间实测为300s，采用人工挂钩，操作时间实测为50s。全矿工作制按每年工作330d，每天提升时间18h班最大提升时间6h计算。二、有关参数及性能指标校核、验算1、主井提升系统能力计算⑴一次提升量的验算：①提升长度：LC=L+L3=292+50=342mL---井筒斜长，342m；L3---井口至钢丝绳与天轮接触点的斜长，取50m;②一次提升量：=6.62辆式中：m----钢丝绳静力安全系数，取6.5;77 σb----钢丝绳抗拉强度，取1570MPa.mp----钢丝绳每米质量，2.12kg/m查表③提升机最大静张力：提煤（5辆）FJ1=n(Qk+QC)（sin30º+f1cos30º）+L×Pk（sin30º+f2cos30º）=46.88kN<60kN提矸（4辆）FJ2=n(Q+QC)（sin28º+f1cos28º）+L×Pc（sin28º+f2cos28º）=45.68kN<60kN④钢丝绳实际安全系数：提煤:m=Qd/Fj1=355/46.88=7.57>6.5提矸:m=Qd/Fj2=355/45.68=7.77>6.5⑤根据上述依据确定：提煤采用MGC1.1-6型1吨标准U型矿车，矿车自重600kg，装煤1000kg。提矸用KFU0.75-6翻斗式矿车，矿车自重740kg，装矸1200kg。一次提煤时串车5辆，提矸时串车4辆，（下放空车8辆）。⑵提升时间校验计算2JK-2×1.0型矿用双筒提升绞车运行最大速度2.5m/s提升时列车组在井硐上、下各30m处于减速运行状态，按1m/s计算。则整个提升循环时间为：=240s按实测时间300s计算。⑶计算公式：77 (1)式中A——主井提升能力，万t/a——每次提升煤炭量，5车×1×0.8=4.0t/次；(0.8为装载系数)R——出矸率，xxx矿2012年总计出矸12200（平均每天37车），每车重1.7t,原煤产量13万tR=(12200×1.7/130000)×100%=15.9%、、——分别为提升其他材料、提升材料、提矸石的一次循环时间，均按正常提升时间取值，、为300s,材料下放，故为300；——每班提升人员上下的总时间，地面主井不承担提升人员任务，时间为0s;——提升煤和矸石的不均匀系数，取1.25；——一次提升矸石重量，4车×1.7t/次=6.8t/次——每次提升材料的重量，1t/次×5车=5t/次；M——吨煤用材比重；3.0%xxx矿2012年总计提升各类材料3960车（平均每天12车），每车重1t，原煤产量13万t。M=(3960×1/130000)×100%=3.0%D——下放其他材料次数，每班0次，（主井不下放炸药等的材料，设备下放次数一年仅4～5次，可忽略不计）；——提煤一次循环的时间，s/次=20.496万t/a77 取A=20.496万t/a2、副井提升系统能力计算由于该矿副井主要是升降人员，辅助提升矸石和材料，加上前面主井提升系统核定计算已满足能力要求，所以不需要进行副井提升系统的生产能力核定。3、+50水平以下的暗斜井提升能力计算⑴225采区轨道上山提升能力计算①一次提升量的验算：A:提升长度LC=L+L3=202+30=232mL---井筒斜长，202m；L3---井口至钢丝绳与天轮接触点的斜长，取30m;B:一次提升量=3.7辆式中：m----钢丝绳静力安全系数，取6.5;σb----钢丝绳抗拉强度，取1570MPa.mp----钢丝绳每米质量，1.19kg/m查表C:提升机最大静张力提煤（3辆）FJ1=n(Qk+QC)（sin28º+f1cos28º）+L×Pk（sin28º+f2cos28º）=23.5kN<25kN（最大静拉力-查表）JTB型绞车为25kN77 提矸（2辆）FJ2=n(Q+QC)（sin28º+f1cos28º）+L×Pc（sin28º+f2cos28º）=19.27kN<25kND:钢丝绳实际安全系数提煤:m=Qd/Fj1=199/23.5=8.4>6.5提矸:m=Qd/Fj2=199/19.27=10.3>6.5E:根据上述依据确定提煤采用MGC1.6-6型1吨标准U型矿车，矿车自重600kg，装煤1000kg。提矸采用KFU0.75-6U型矿车，自重740kg,装矸1200kg.一次提煤时串车3辆，提矸时串车2辆，（下放空车4辆）。②提升时间校验计算JTB-1×0.8型矿用提升绞车运行最大速度1.80m/s，提升时列车组在井硐上、下各20m处于减速运行状态，按1m/s计算。则整个提升循环时间为：=130s加上挂钩、推车时间约120s一循环按实测时间600s计算。③计算公式：(1)式中A——主井提升能力，万t/a——每次提升煤炭量，3车×1×0.8=2.4t/次；(0.8为装载系数）R——出矸率，xxx矿2012年总计出矸12200（平均每天37车），每车重1.7t,原煤产量13万tR=(12200×1.7/130000)×100%=15.9%77 、、——分别为提升其他材料、提升材料、提矸石的一次循环时间，均按正常提升时间取值，、为600s,材料下放，故为600；——每班提升人员上下的总时间，暗斜井不承担提升人员任务，时间为0s;——提升煤和矸石的不均匀系数，取1.25；——一次提升矸石重量，此暗斜井没有矸石提升任务——每次提升材料的重量，1t/次×2车=2t/次；M——吨煤用材比重；3.0%xxx矿2012年总计提升各类材料3960车（平均每天12车），每车重1t，原煤产量13万t。M=(3960×1/130000)×100%=3.0%D——下放其他材料次数，每班0次，——提煤一次循环的时间，s/次取A=6.48万t/a同理，可计算出其他暗斜井提升能力（注：副265采区轨道上山、235采区轨道上山、242采区轨道上山、245采区轨道上山、215采区轨道上山，其绞车型号、上山的坡度相同、斜长均在210～120m左右,提升一次均按550～600s计）：A②=6.73万t/aA③=7.12万t/aA④=6.48万t/aA⑤=6.48万t/a77 A⑥=6.48万t/a结论：+50运输大巷暗斜井综合提升能力核定结果：A=A+A②+A③=20.33(万t/a)（按三个采区3个回采工作面采煤）三、矿井主提升系统能力核定结果1、矿井主提升系统能力核定结果⑴根据上述计算，xxx矿主提升系统能力为：A=20.496(万t/a)，+50m水平暗斜井综合提升能力为A=20.33(万t/a)。⑵aaa矿提升能力核定为:A=20.33(万t/a)2、矿井提升能力核定分析⑴提升系统设备、设施配套完整，符合有关规程规范要求，经具备资质的检测检验机构测试合格；⑵提升系统保护装置完善、运转正常；⑶提升系统技术档案齐全，各种运行、维护、检查、事故记录完备。每日强制性检查和维护时间应达到2～4h。⑷地面主斜井提升现在提煤是串车5辆，现使用Ф24.5-6×19的提升钢丝绳。经计算，提煤车串车5辆，采用Ф24.5-6×19S抗拉强度为1870kN的重要用途钢丝绳，钢丝绳安全系数大于6.5，符合《煤矿安全规程》要求。⑸副斜井提升现在主要是提升人员，提升人车2辆（头车+尾车），采用Ф21.5-6×19S抗拉强度为1870kN的重要钢丝绳。经计算，钢丝绳安全系数大于9.0，符合《煤矿安全规程》要求。⑹所有提升系统，一次提煤、提矸不得超挂。根据生产能力核定办法，矿井提升能力核定结果为20.33t/a。五、主要问题及建议77 1、提升钢丝绳必须选用GB8918-2006重要用途钢丝绳，要符合《煤矿安全规程》的规定。2、提升钢丝绳必须每天检查一次。3、提升绞车每天派专人对制动系统、滚筒、减速器以及电气控制部分检查一次，发现问题及时处理。4、主井、副井和井下所有的暗斜井绞车的安全保护装置必须齐全，且灵敏可靠，发现问题及时处理。5、绞车开车前，井口、井底把钩工，必须检查牵引车数，各车辆的连接装置和装载情况，如发现问题，严禁发出开车信号。第三节井下排水系统能力核定一、概况矿井采用多级排水方式，矿井在+136水平、+50水平、±0水平和-50水平均设有水泵房，±0水平和-50水平的水，由水泵排到+50水平，再由+50水平的水泵集中排到地面；+136水平水泵房为辅助泵房，直接排到地面。现将各水泵房装备分述如下：1、+50m水泵房+50m水泵房安装了3台D100-50×4型水泵，水泵额定流量为100m3/h配套电机型号为YB2280M-2，功率为90kW/台，排水管路2趟，均为Ф150×6无缝钢管；直排至地面。水仓容积为1150m3。2、+136m水泵房+136m水泵房安装3台125D25×6型水泵，水泵额定流量为101m3/h，配套电机型号为YB225M-4，功率为55kW/台，排水管路为Ф125×6无缝钢管2趟，2趟工作；2趟备用。排至地面。水仓容积为800m3。3、265采区（±0m）水泵房265采区（±0）水泵房安装3台100D16×77 8型水泵，水泵额定流量为54m3/h，配套电机型号为YB200L2-2，功率为30kW/台，排水主管路和备用管路均为DN100×5无缝钢管，排至+50m水平；水仓容积为210m3。4、副265采区（±0m）水泵房副265（±0）水泵房安装3台100D16×8型水泵，水泵额定流量为54m3/h，配套电机型号为YB200L2-2，功率为30kW/台，排水主管路和备用管路均为DN100×5无缝钢管，排至+50；水仓容积为210m3。5、副井-50m水平水泵房副井-50m水泵房安装3台D85-45×3型水泵，水泵额定流量为85m3/h,配套电机型号为YB250M-2,功率为55kW/台，排水管路为Ф100×5无缝钢管2趟，1趟工作，1趟备用，排至+50水泵房。水仓容积为1000m3。6、235采区（±0m）水泵房235采区（±0）水泵房安装3台100D16×8型水泵，水泵额定流量为54m3/h，配套电机型号为YB200L2-2，功率为30kW/台，排水主管路和备用管路均为DN100×5无缝钢管，排至+50水平；水仓容积为210m3。矿井涌水量实测如下表：矿井涌水量m3/h水平正常最大说明+1362035直排地面+502040直排地面（合计：正常：70、最大：115）265采区±01015排至+50副265采区±01015排至+50副井-502030排至+50235采区±01015排至+50矿井合计90150矿里提供的实测数据二、计算方法根据“湖南省《煤矿生产能力核定标准》补充规定”有关规定，对矿井排水系统生产能力核定只进行符合式计算，即验算矿井能否在20h内水泵和排水管能力分别大于矿井日正常和最大涌水量。二、计算公式77 1、+50水平的排水能力核定⑴+50水平的水泵能力核定校验水泵能否在20h内排出矿井24h的正常涌水和最大涌水量正常涌水时，1台水泵，其20h的排水量为：100×1×20=2000m3正常涌水时，24h的涌水量为：（+50水平涌水量和+50水平以下所有泵房涌水量之和）70×24=1680m3<2000m3最大涌水时，2台水泵，其20h的排水量为：100×2×20=4000m3最大涌水时，24h的最大涌水量为：115×24=2760m3<4000m3以上计算说明，1台水泵工作，20h内能排出矿井24h的正常涌水量，工作水泵和备用水泵同时工作时，20h内能排出矿井24h的最大涌水量，符合《煤矿安全规程》的有关规定.⑵排水管排水能力核定①管路排量Q工作=900πVpd2p=900×3.14×2.2×0.1362=115(m3/h)式中：Q工作——工作管路排水能力(m3/h)Vp——排水管经济流速，一般为1.5～2.2m/s，取2.2m/sdp——排水管内径(m)②排水管路排水能力核定正常涌水时，1趟排水管路工作，20h排水量：115×1×20=2300（m3）；正常涌水时，24h矿井涌水量：70×24=1680（m3）<2300（m3）;77 最大涌水时，2趟排水管路工作，20h排水量：115×2×20=4600（m3）；最大涌水时，24h矿井涌水量：115×24=2760（m3）<4600（m3）；以上计算表明，正常涌水时，1趟排水管路20h可排出矿井24h的正常涌水量；最大涌水量时，2趟排水管路20h可排出矿井24h的最大涌水量；符合规程要求。⑶水仓容量校验由于矿井的正常涌水量为30m3/h<1000m3/h，水仓容量应符合V8Qn的要求V=1150m3>8Qn=8×70=560(m3)符合《煤矿安全规程》的要求。2、+136水平的排水能力核定⑴+136水平的水泵能力核定校验水泵能否在20h内排出矿井24h的正常涌水和最大涌水量正常涌水时，1台水泵，其20h的排水量为：101×1×20=2020m3正常涌水时，24h的涌水量为：20×24=480m3<2020m3最大涌水时，24h的最大涌水量为：35×24=840m3<2020m3以上计算说明，1台水泵工作，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》的有关规定⑵排水管排水能力核定①管路排量Q工作=900πVpd2p=900×3.14×2.2×0.1132=79.4(m3/h)77 式中：Q工作——工作管路排水能力(m3/h)Vp——排水管经济流速，一般为1.5～2.2m/s，取2.2m/sdp——排水管内径(m)②排水管路排水能力核定正常涌水时，1趟排水管路工作，20h排水量：79.4×1×20=1588（m3）；正常涌水时，24h矿井涌水量：20×24=480（m3）<1588（m3）；最大涌水时，2趟排水管路工作，20h排水量：79.4×2×20=3176（m3）；最大涌水时，24h矿井涌水量：35×24=840（m3）<3176（m3）；以上计算表明，正常涌水时，1趟排水管路20h可排出矿井24h正常涌水量；最大涌水时，2趟排水管路20h可排出矿井24h最大涌水量；符合规程要求。⑶水仓容量校验由于矿井的正常涌水量为20m3/h<1000m3/h，水仓容量应符合V8Qn的要求V=800m3>8Qn=8×20=160(m3)符合《煤矿安全规程》的要求。3、265采区（±0）排水能力核定⑴265采区（±0）的水泵能力核定校验水泵能否在20h内排出矿井24h的正常涌水和最大涌水量正常涌水时，1台水泵，其20h的排水量为：54×1×20=1080m3正常涌水时，24h的涌水量为：10×24=240m3<1080m3最大涌水时，24h的最大涌水量为：77 15×24=360m3<1080m3以上计算说明，1台水泵工作，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》的有关规定.⑵排水管排水能力核定①管路排量Q工作=900πVpd2p=900×3.14×2.2×0.0.092=50.35(m3/h)式中：Q工作——工作管路排水能力(m3/h)Vp——排水管经济流速，一般为1.5～2.2m/s，取2.2m/sdp——排水管内径(m)②排水管路排水能力核定正常涌水时，1趟排水管路工作，20h排水量：50.35×1×20=1007（m3）；正常涌水时，24h矿井涌水量：10×24=240（m3）<1007（m3）；；最大涌水时，1趟排水管路工作，20h排水量：50.35×1×20=1007（m3）；最大涌水时，24h矿井涌水量：15×24=360（m3）<1007（m3）；以上计算表明，正常涌水和最大涌水时，1趟排水管路20h可排出矿井24h正常涌水量和最大涌水量，符合规程要求。⑶水仓容量校验由于矿井的正常涌水量为10m3/h<1000m3/h，水仓容量应符合V8Qn的要求V=210m3>8Qn=8×10=80(m3)符合《煤矿安全规程》的要求。4、副265采区（±0）排水能力核定⑴副265采区（±0）的水泵能力核定77 校验水泵能否在20h内排出矿井24h的正常涌水和最大涌水量正常涌水时，1台水泵，其20h的排水量为：54×1×20=1080m3正常涌水时，24h的涌水量为：10×24=240m3<1080m3最大涌水时，24h的最大涌水量为：15×24=360m3<1080m3以上计算说明，1台水泵工作，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》的有关规定.⑵排水管排水能力核定①管路排量Q工作=900πVpd2p=900×3.14×2.2×0.0.092=50.35(m3/h)式中：Q工作——工作管路排水能力(m3/h)Vp——排水管经济流速，一般为1.5～2.2m/s，取2.2m/sdp——排水管内径(m)②排水管路排水能力核定正常涌水时，1趟排水管路工作，20h排水量：50.35×1×20=1007（m3）；正常涌水时，24h矿井涌水量：10×24=240（m3）<1007（m3）；；最大涌水时，1趟排水管路工作，20h排水量：50.35×1×20=1007（m3）；最大涌水时，24h矿井涌水量：15×24=360（m3）<1007（m3）；以上计算表明，正常涌水和最大涌水时，1趟排水管路20h可排出矿井24h正常涌水量和最大涌水量，符合规程要求。⑶水仓容量校验77 由于矿井的正常涌水量为10m3/h<1000m3/h，水仓容量应符合V8Qn的要求V=210m3>8Qn=8×10=80(m3)符合《煤矿安全规程》的要求。5、副井-50排水能力核定⑴副井-50的水泵能力核定校验水泵能否在20h内排出矿井24h的正常涌水和最大涌水量正常涌水时，1台水泵，其20h的排水量为：85×1×20=1700m3正常涌水时，24h的涌水量为：20×24=480m3<1700m3最大涌水时，24h的最大涌水量为：30×24=720m3<1700m3以上计算说明，1台水泵工作，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》的有关规定.⑵排水管排水能力核定①管路排量Q工作=900πVpd2p=900×3.14×2.2×0.0.092=50.35(m3/h)式中：Q工作——工作管路排水能力(m3/h)Vp——排水管经济流速，一般为1.5～2.2m/s，取2.2m/sdp——排水管内径(m)②排水管路排水能力核定正常涌水时，1趟排水管路工作，20h排水量：50.35×1×20=1007（m3）；正常涌水时，24h矿井涌水量：20×24=480（m3）<1007（m3）；；77 最大涌水时，1趟排水管路工作，20h排水量：50.35×1×20=1007（m3）；最大涌水时，24h矿井涌水量：30×24=720（m3）<1007（m3）；以上计算表明，正常涌水和最大涌水时，1趟排水管路20h可排出矿井24h正常涌水量和最大涌水量，符合规程要求。⑶水仓容量校验由于矿井的正常涌水量为10m3/h<1000m3/h，水仓容量应符合V8Qn的要求V=210m3>8Qn=8×20=160(m3)符合《煤矿安全规程》的要求。6、235采区（±0）排水能力核定⑴235采区（±0）的水泵能力核定校验水泵能否在20h内排出矿井24h的正常涌水和最大涌水量正常涌水时，1台水泵，其20h的排水量为：54×1×20=1080m3正常涌水时，24h的涌水量为：10×24=240m3<1080m3最大涌水时，24h的最大涌水量为：15×24=360m3<1080m3以上计算说明，1台水泵工作，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》的有关规定.⑵排水管排水能力核定①管路排量Q工作=900πVpd2p=900×3.14×2.2×0.0.092=50.35(m3/h)式中：Q工作——工作管路排水能力(m3/h)77 Vp——排水管经济流速，一般为1.5～2.2m/s，取2.2m/sdp——排水管内径(m)②排水管路排水能力核定正常涌水时，1趟排水管路工作，20h排水量：50.35×1×20=1007（m3）；正常涌水时，24h矿井涌水量：10×24=240（m3）<1007（m3）；；最大涌水时，1趟排水管路工作，20h排水量：50.35×1×20=1007（m3）；最大涌水时，24h矿井涌水量：15×24=360（m3）<1007（m3）；以上计算表明，正常涌水和最大涌水时，1趟排水管路20h可排出矿井24h正常涌水量和最大涌水量，符合规程要求。⑶水仓容量校验由于矿井的正常涌水量为10m3/h<1000m3/h，水仓容量应符合V8Qn的要求V=210m3>8Qn=8×10=80(m3)符合《煤矿安全规程》的要求。6、排水能力核定结果⑴该矿排水系统完善，设备、设施完好，运转正常，经具备资质的检测检验机构测试合格；⑵有依法批准的地质报告提供的正常涌水量和最大涌水量，以及生产期间的实际涌水量数据。有防治水害的有效措施。⑶该矿排水设备、供电系统的管理维护制度健全，各种运行、维护、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。⑷水泵、排水管、水仓符合《煤矿安全规程》相关规定。⑸根据上述各项校验和计算，确定xxx77 矿的排水能力符合《煤矿安全规程》和《湖南省《煤矿生产能力核定标准》补充规定》要求。第四节供电系统能力核定一、概况1、xxx矿地面设有一座6kv的变电所，用电均来自aaa35kv区域变电所，35kv区域变电所电源进线分别取自肖家110kv变电站和袁家35kv变电站，供电是可靠的。35kv区域变电所的二段6kv母线，由2条LGJ-95线路2个回路分别向xxx矿6kv变电所供电。其中有1条线路工作，一条带电热备用，单条线路长度为1800m。2、地面供电地面现安装供地面低压用电的变压器3台，其型号为S9-750/6/0.4型二台和S9-200/6/0.4（无主变）用于地面空压机站、主通风机、办公、生活及其他辅助设施用电。3、井下供电井下电源直接由地面6kv变电所6kv母线供电。沿副井安装2个回路下井电缆：+50水平中央变电所下井电缆2个回路来自地面6kv的变电所,下井电缆ZQ203×50高压电缆,电缆长度为500m,2个回路采用分列运行。其中1个回路供电,另1个回路带电备用。±0水平、-50水平由+50中央变电所3台变压器输出660v低压供电至各个工作面和采区。+50水平中央变电所共安装有3台矿用变压器，其中2台型号为KSGB-400/6/0.69供应+50水平水泵和南北二翼的动力电源；1台型号为KSGB-400/6/0.69为“三专”变压器，为南北二翼局部通风机专用电源。经统计，xxx77 矿2012年全矿井设备装机总容量为2400kw，实际运行设备总容量：1600，最大涌水量井下用电负荷为800kw。2012年总用电量：618万kwh,综合电耗47kwh/t。二、计算公式1、电源线路安全载流量及压降校核⑴安全载流校核：全矿计算电流171A线路LGJ-3×95允许载流量，环境温度为335A考虑环境温度时，温度校正系数为0.81则IX=335×0.81=271.35A>171A⑵线路压降校核LGJ-3×95线路单位负荷矩时，电压损失百分数当时为1.46%/Mwkm则电源线路压降为：矿井负荷为：1.6MW,线路长度为：1.8km<5%由以上校验可知电源线路安全载流量符合要求。2、下井电缆安全载流量及压降校核⑴安全载流量校核+50水平计算负荷电流：I=P/（·V·Cosφ）＝800/（1.732×6×0.9）＝85.52（A）式中：I—----全矿下井电流；P—----下井总负荷kw；(包括本水平的负荷、±0和-50水平的负荷总共为800KW)V—---线路额定电压，6kv；Cosφ—-功率因素，取0.90；ZQ203×501高压电缆2回允许载流量：IX1=2×135=270（A）77 当有一回路故障停电时其他1回路允许载流量：IX2=1×135=135（A）IX2=135（A）＞85.52（A）⑵电缆压降校核+50水平2条下井电缆ZQ203×50高压交联电缆ZQ203×50电缆单位负荷矩时电压损失百分数：当时为1.868%/MWkm(查表)则每根电缆线路电压降为：井下负荷为0.8MW，线路长度为500m。ΔU1%=0.8×0.5×1.868=0.7472<5%⑶电源线路能力计算A=330×16P/104W=330×16×1902/104×47=21.36万t/a式中：P——线路供电容量当线路允许载流量271.35.A时P=2538kw当线路压降为5%时：P=5%/(1.46%×1.8)=1902kwW——为上年度吨煤综合电耗，47kwh/t⑷电缆线路能力计算A=330×16P/104W=330×16×1262/104×38=17.53万t/a式中：P——线路供电容量，当线路允许载流量135.A，P=1262kw当线路压降为5%时：P=5%/(2.06%×0.5)=4854kw77 W——为上年度吨煤电耗，38kwh/t三、核定结果1、该矿供电系统合理，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；3、该矿井应有两回路独立的、不得分接任何负荷的电源线路；4、通过上述校验和计算，电源线路和下井电缆符合《规程》要求。确定矿井供电系统核定能力为17.53万t/a。四、问题和建议电源线路安全载流量、电压降都符合要求。第五节井下运输系统能力核定一、概况1、+50水平大巷运输+50m水平是矿井主要生产运输水平，采用机车运输方式，机车型号为CTY5/6G-88型蓄电式5T电机车，担负+50m水平南北二翼暗斜井的煤炭、矸石转运任务；运煤用1T标准“U”型矿车，自重600kg；运矸石用KFU0.75-6型矿车，自重740kg,装矸石1200kg;轨道型号为22kg/m。2、-50水平大巷运输-50m水平目前为辅助运输水平，运输采用机车运输方式，机车型号为CTY2.5/6-48型蓄电式2.5T电机车，担负-50m水平南北二翼暗斜井井底车场的煤炭、矸石转运任务；运煤用1T标准“U”型矿车，自重600kg；运矸石用KFU0.75-6型矿车，自重740kg,装77 矸石1200kg;轨道型号为22kg/m。3、回采工作面的运输煤矿所有的回采工作面顺槽都安装了SGB280/11型可弯曲板运输机，经查阅相关设备手册，该型号刮板运输机的运输能力是60t/h，单个采面日运输能力达1080t/d，能满足采面生产能力的要求。二、计算公式该矿井下运输能力核定，主要是计算+50m水平运输大巷运输能力，其计算如下：式中：A——年运输量万t/aN——每列车矿车数：20辆/列G——每辆车载煤量，0.8t/辆R——通过大巷运输矸石、材料、设备、人员等占原煤运量比重，取20%K1——不均匀系数，取1.15T——大巷中相邻两列车间隔时间，按下式计算：式中：L-----大巷运输距离，1100mV-----列车平均运行速度，116m/min------装车调车时间（含中途停车时间），16min------卸载调车时间，5minn--------运煤列车的列车数，2列20=18.36万t/a77 通过以上计算，+50运输大巷核定能力为18.36万t/a.三、核定结果1、该矿井下运输系统完善，保护齐全，运转正常；2、倾斜井巷内按规定装备有完善、有效的防跑车及跑车防护装置；3、各种行车、调度信号设施齐全，安全标志齐全、醒目，车场、巷道内照明符合规定。4、通过对井下运输系统各运输生产环节的计算核定，确定xxx矿井下运输生产核定为18.36万t/a。第六节采掘工作面能力核定一、概况1、煤层赋存条件Ⅱ、Ⅴ、Ⅵ煤层为该矿范围主要可采煤层，Ⅱ煤层从该矿及附近见该煤钻孔地质资料来看，煤层不稳定，煤层厚0.6～3.24m，平均1.09m，属中薄煤层。Ⅴ煤层从该矿及附近见该煤钻孔地质资料来看，煤层局部较稳定，煤层厚0～6.26m，平均1.53m，属较稳定煤层。Ⅵ煤层从该矿范围内见煤厚度资料看，煤层不稳定，煤厚0.6～2.58m，平均厚1.16m。2、采煤方法的选择根据煤层赋存特征，矿井为倾斜煤层，厚度为薄及中厚煤层，根据矿井多年的开采经验，常采用走向壁式采煤方法，局部厚煤包采用倾斜分层壁式采煤法。3、采掘布局根据矿井现有生产布局和矿井通风状况，矿井达产需配备3个回采工作面，6个掘进工作面。二、矿井生产准备77 矿井现生产水平-50m水平，共划分8个采区，其中：南翼有215采区、235采区、255采区3个，北翼有225采区、245采区、242采区、副265采区和265采区5个，北翼265采区己采完。矿井-50m水平现布置有235采区、242采区和副265采区3个采区，其中：2个采区同时生产，1个采区作为现生产采区接替采区。215、225、245采区尚未布置，为待接替采区。正常情况下，矿井由2个采煤工作面同时生产即可达产，采煤工作面的服务时间一般为3～6个月。采煤工作面准备时间在30～60天，故矿井安排3个煤巷掘进工作面即可完成全矿回采工作面的准备工程量，按排3个岩巷掘进工作面即可完成矿井开拓、准备及瓦斯抽采岩巷工程量。矿井采掘个数比1：3，符合要求。三、采掘工作面能力必备条件1、该矿同一采区内同一煤层只布置1个生产采面、1个准备采面和2个掘进工作面同时作业，符合要求。2、煤矿严格按定编定员标准组织生产；3、该煤矿是采用壁式开采；开采三角煤、残留煤柱或进行复采时，有按规定批准的作业规程和安全技术措施；4、该矿为煤与瓦斯突出矿井、没有采用前进式采煤方法。所布置的采煤工作面保持有两个畅通的安全出口，一个通到回风巷，另一个通到进风巷。5、现有的生产采区已形成完整的通风、排水、供电、运输等系统，虽有1个采区存在剃头现象，但未生产，属准备采区，现正在完善系统。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。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8～10个月以上，回采煤量可采期应达到3～5个月以上。77 根据矿方提供的相关资料和现场核查，矿井2012年底开拓煤量112.79万t，准备煤量48.73万t，回采煤量5.81万t；可采期分别为6.3年、38个月、5个月，符合规定要求。四、采掘工作面能力核定㈠采掘工作面生产能力的核定方法由于地质构造、煤层赋存条件发生变化，采煤机械化程度变化制约等因素，前3年采掘工作面生产情况不能准确反映目前实际时，可根据采煤工作面循环作业图表、近期矿井生产和今后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。㈡采掘工作面生产能力的核定计算1、矿井2010年～2012年采掘工作面能力计算⑴矿井回采及掘进产量该矿井2010年～2012年回采及掘进产量见下表4-6-1。2010年～2012年度产量统计表表4-6-1（单位：万t）年度201020112012累计平均全矿产量9.289610.37861332.668210.8894回采产量8.75969.821612.18330.764210.25掘进产量0.530.5570.8171.9040.635采掘比6.055.686.718.436.19⑵采掘工作面能力该矿井2010年～2012年工作面平均长度与平均推进度见下表：表4-6-2单位：万t年度201020112012累计平均工作面平均长度41434512943工作面平均推进度305316321942314矿井2010年～2012年度平均工作面个数见下表4-6-3。77 采煤工作面个数表表4-6-3单位：个年度201020112012累计平均工作面个数2.52.52.57.52.5根据以上统计，矿井2010～2012年采煤工作面平均水平为：Ac=10-4·L·T·r·h·N=10-4×43×314×1.39×2.2×2.5=10.32万t/a式中：Ac----采煤工作面年生产能力，万t/a；L-----工作面倾斜长度，43m；T-----采煤工作面年推进度，314m；γ-----原煤容重（视密度），1.39t/m3；h-----工作面煤层平均采高，2.2m；N------采煤工作面个数，2.5个；Aj----掘进工作面年生产能力，万t/a；Aj=Ac×q=10.32×6.19%=0.6388万t/a；q----采掘比系数⑶矿井2010年～2012年采掘工作面能力A=AC+Aj=10.32+0.6388=10.96(万t/a)⑷采掘工作面生产能力增长率根据矿井近3年原煤产量统计分析，2011年比上年增长11.72%，2012比上年增长25.25%。2、矿井2013年采掘工作面生产能力核定⑴采煤工作面能力2013年,矿井采掘作业队伍稳定，员工作业熟练，煤层赋存较好，准备工作充足，瓦斯抽采达标，在上述有利的条件下，可适当提高回采工作面年推进度，由原来平均年推进度的314m/a提高到380m/a。Ac=10-4·L·T·r·h·N=10-4×49×380×1.39×2.2×2.5×0.95=13.52万t/a77 式中：Ac----采煤工作面年生产能力，万t/a；L-----工作面倾斜长度，49m；T-----采煤工作面年推进度，380m；γ-----原煤容重（视密度），1.39t/m3；h-----工作面煤层平均采高，2.2m；N------采煤工作面个数，2.5个；⑵掘进工作面能力掘进工作面生产能力按下式计算Aj=10-4∑Li·Si·r=10-4×2730×4.11×1.39=1.5596(万t/a)式中：Aj-----煤巷掘进工作面年生产能力，万t/a；Li------煤巷掘进进尺，采面上、下引巷、切眼年总进尺为1980m；其他煤巷年总进尺750mSi------煤巷按4#梯形断面计算，其掘进面积为4.11m2；γ-----原煤容重（视密度）1.39t/m3；（取Ⅴ煤）⑶2013年矿井采掘工作面能力矿井采掘生产能力：A=AC+Aj=13.52+1.5596=15.0796(万t/a)2013年采掘工作面能力核定为15.0796万t/a。五、矿井采面接续安排核定采掘工作面能力时，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，并按不同图例和不同颜色绘制出后3年采掘工程计划（规划）图。2013年～2016年采煤工作面接续安排情况见表4-6-4和采掘工程平面图。77 2013～2016年采煤工作面接续表表4-6-4采煤队名称工作面名称工　作　面　要　素采煤方法落煤方式年计划产量(t)走向长度(m)　倾向长度(m)　倾角(度)煤厚(m)采煤面积(m2)可采储量万吨合计(t)　其中单产(t/月)2013年2014年2015年2016年采二队26581374924364342.68走向长壁放炮2680026800------5900采二队副2658-1813220327641.15走向长壁放炮1150011500------5900采二队副2658-2813520329231.22走向长壁放炮1220012200------5900采二队副2651-21675925394233.93走向长壁放炮393002030019000----5900采二队副3652-1884115335801.49走向长壁放炮14900--14900----6342采二队副3652-2865315341171.72走向长壁放炮17200　17200　　6342采二队副26531626925396384.43走向长壁放炮40200--2500015200--6342采二队副265518658243106924.46走向长壁放炮35100----35100　5933采二队副265719259263115164.80走向长壁放炮48000----20900271005933采二队副365119267153140035.84走向长壁放炮58400　　　446005940合计　1372522　　　　　　30360070800761007120071700副业组22521034422243581.21走向长壁放炮1210012100------1008副业组22511004022241601.16走向长壁放炮11600--11600----967副业组22541003722335861.50走向长壁放炮15000----1200030001000副业组22531023822331861.33走向长壁放炮13300------93001033　　405159　　　　　　5200012100116001200012300　采一队副2351-1716618346141.92走向长壁放炮1920019200------4758采一队23561024410347461.98走向长壁放炮1980019800------4758采一队副2352-11086418365122.72走向长壁放炮27200181009100----4758采一队副2351-2656418246141.28走向长壁放炮12800　12800　　5192采一队副2352-21076618268591.91走向长壁放炮19100　19100----519277 采一队2355763518324651.03走向长壁放炮10300--10300----5192采一队副2351-3716718247531.32走向长壁放炮13200　110002200　5567采一队副2352-31047618272122.00走向长壁放炮20000　　20000　5567采一队23581084425350542.11走向长壁放炮21100----21100--5567采一队副2353-11275918374233.10走向长壁放炮31000　　2350075005567采一队副2354-11206018367102.80走向长壁放炮28000　　　280005560采一队副2353-2785618243561.21走向长壁放炮12100　　　121005560采一队2357664725374233.10走向长壁放炮31000----　184005560合计　1203748　　　　　　26480057100623006680066000　77 第七节通风系统能力核定一、概况矿井采用两翼对角式通风方式，抽出式通风方法。南、北风井现各安装2台主抽风机，其中1台工作,1台备用；工作风机和备用风机型号均为4-72-11№20B离心式风机，额定风量2189m3／min，额定静压1434Pa。经矿井实测目前总进风量为2756.8m3／min，其中主斜井进风量为1856.4m3／min，副井进风量为900.4m3／min，矿井总回风量2985.5m3／min。全矿共安排3个采煤工作面，3个煤巷掘进工作面和3个岩巷掘进工作面，采煤工作面采用全负压通风，掘进工作面实行独立通风，掘进工作面采用YBT-52-2型局部通风机送风；井下同时作业人数最大为120人；其中采煤工作面15～20人，掘进工作面6～10人。根据湖南省煤炭局湘煤行[2013]4号《关于2012年度矿井瓦斯等级鉴定结果的批复》：该矿井绝对瓦斯涌出量10.04m3/min，相对CH4涌出量为48.21m3/t；相对二氧化碳涌出量为13.22m3t，矿井为煤与瓦斯突出矿井。二、通风能力核定㈠核定方法根据矿井生产规模和湖南省《煤矿生产能力核定标准》补充规定要求，矿井通风能力采用由里向外核算法。㈡矿井需风量计算1、采煤工作面需风量计算⑴按相对瓦斯涌出量计算Q采=q瓦×T×Kc×100/(24×60×60)=11.249×164.4×1.5×100/(24×60×60)77 =3.22（m3/s）式中:q瓦-----矿井相对瓦斯涌出量,取48.21m3/t;矿井相对CH4涌出量为48.21m3/t，根据煤矿的实际情况，同时考虑瓦斯抽放30%，回采工作面CH4涌出量取11.249m3/tT-----工作面日产量，三个回采面中,其中一个工作面产量按正规工作面产量的50%计算,即设计2.5个采煤工作面达产，单个工作面日产164.4吨；Kc--瓦斯涌出不均衡风量备用系数，炮采面1.4～2.0，取1.5。⑵按工作面温度计算：Q采=Vc·Sc·Ki=1×(3.4+2.6)×2÷2×1=6（m3/s）式中：Vc——回采工作面适宜风速；取1.0m/s;Sc——回采工作面平均有效断面积；6m2Ki——工作面长度系数，取1.0；⑶按炸药消耗量计算Q采=25×A=25×3÷60=1.25（m3/s）式中：25----每kg炸药爆破后，需供给的风量，m3/min·kg；A-----采面一次使用最大炸药量，取A=3kg。⑷按工作面人数计算Q采=4N÷60=4×20÷60=1.33（m3/s）式中：N----回采面同时工作人数，取20人。77 通过上述计算取最大值，采煤工作面风量取Q采=6m3/s。⑸按风速进行验算根据《煤矿安全规程》101条规定，采煤工作面的需风量按风速最低为0.25m/s，最高为4.0m/s的要求进行验算，通过验算，工作面最大风速和最小风速均符合规定要求。V采=Q采/S采=6/6=1.0m/s即采煤工作面的风量应满足：0.25＜V采＜4。式中：Sc－采煤工作面平均有效断面m2，根据计算结果，Sc=6m2。比较上述结果，回采工作面风量Q采=6m3/s符合要求，根据上述验算，Q采取6m3/s合适。矿井有3个回采工作面，故∑Q采=18m3/s。2、掘进工作面需风量计算掘进工作面需风量Q1=Q扇×Ii+60×0.15S=3×1+0.15×4.0=3.6(m3/s)式中：Q1-----掘进工作面需风量，m3/s；Q扇-----局部通风机的实际吸风量，m3/s；Ii------掘进工作面同时通风的局部通风机台数；S-------局部通风机吸入口至掘进工作面回风流之间巷道的断面积（此段为岩巷），m2；根据《煤矿安全规程》101条规定，掘进工作面的需风量按风速最低为0.15m/s，最高为4.0m/s的要求进行验算，，通过验算，工作面最大风速和最小风速均符合规定要求。V采=Q采/S采=3.6/4=0.9m/s即采煤工作面的风量应满足：0.15＜V掘＜4。77 式中：Sc－掘进工作面平均有效断面m2，根据计算结果，Sc=4m2。比较上述结果，回采工作面风量Q掘=3.6m3/s符合要求，根据上述验算，Q掘取3.6m3/s合适。全矿井共有6个掘进工作面，因此矿井按6个掘进工作面的局部通风机需配风。Q岩掘=4Q1=6×3.6=21.6（m3/s）故∑Q掘=21.6m3/s。3、硐室及其它巷道需风量经了解，该矿井有一个绞车硐室需配风，根据经验每个硐室配1.5m3/s。无独立通风巷道。因此Q硐室=1.5m3/s该矿井没有其它需风巷道与地点。因此Q其它=0m3/s4、全矿需风量Q=Q采+Q采+Q掘+Q硐室+Q其它=18+21.6+1.5+0=41.1（m3/s）㈢矿井通风能力计算矿井总进风量为45.95m3／s＞41.1m3／s，满足生产需要；全矿可安排3个回采工作面，3个煤巷掘进工作面，3个岩巷掘进工作面；根据采掘工作面能力核定结果，则矿井通风能力为A==330×2756.8/0.0926×104×33.75×1.069=22.498（万t/a）式中：Q进一矿井总进风量，m3／min；取2756.8m3／min。0.0926一总回风巷按瓦斯浓度不超0.75％核算为单位分钟的常数；Q相一矿井瓦斯相对涌出量，m377 ／t；在通风能力核定时，当矿井有瓦斯抽放时，q相应扣除矿井永久抽放系统所抽的瓦斯量。q相取值不小于1O，小于10时按10计算。根据湖南省煤炭局湘煤行[2013]4号《关于2012年度矿井瓦斯等级鉴定结果的批复》：相对CH4涌出量为48.21m3/t；按矿井瓦斯抽采率30%计算,取33.75m3/t；　　∑K一一综合系数；∑K=q2/q1=2756.8/2578.2=1.069式中：q2————矿井总进风量；q1————各用风地点实测的有效总风量综上，根据由里向外核算法计算矿井通风系统生产能力为22.498(万t/a)。㈣矿井通风能力验证1、矿井主要通风机性能验证矿井采用两翼对角式通风方式，抽出式通风方法。南、北风井现各安装2台主抽风机，其中1台工作,1台备用；工作风机和备用风机型号均为4-72-11№20B离心式风机，配套Y315M-8型电机,额定功率为75KW,额定风量2189m3／s，额定静压1434Pa。经矿井实测目前总进风量45.95m3／s，其中主斜井进风量为30.94m3／s，副斜井进风量为15.01m3／s，矿井总回风量49.76m3／s。北风井负压1290Pa。南风井负压1250Pa,风压均小于该主扇最大风压的0.9倍，符合安全规定。2、矿井通风网络验证⑴矿井通风参数根据矿井通风能力核定的要求，测定了以下参数：①大气压力：98677Pa；②地面温度：20℃；③湿温度(t湿)：22.0℃；④矿井总进风量：45.95m3／s；⑤矿井总回风量：49.76m3／s；77 ⑥南、北主抽风机排量：72.97m3／s；⑦风硐入口风速：南风井3.53m／s；北风井6.63m／s；⑧风硐入口的相对静压：南风井1250Pa；北风井1290Pa；⑵矿井通风网络验证矿井通风等积孔计算（A）m2北风井:A北=1.19Q北/√h北=1.19×30.498/√1290=1.01(m2)南风井:A南=1.19Q南/√h南=1.19×19.26/√1250=0.65(m2)矿井等积孔:A总===1.66(m2)式中:A—矿井通风等积孔,m2;Q—矿井排风量;1.19—常数;h—矿井风阻；通过计算，矿井北风井服务区域,属通风中等难易程度,即中阻力;矿井南风井服务区域,属通风困难难易程度,即大阻力;全矿井通风等积孔为1.66m277 ，属通风中等难易程度矿井,即中阻力矿井;通风网络能力能满足生产安全的需要。3、利用用风地点有效风量进行验证现场核查实测矿井总进风量45.95m3／s，矿井有效风量42.98m3／s，需要风量41.1m3／s，各用风地点的有效风量满足要求，井巷中风流速度、温度均符合《煤矿安全规程》的有关规定。4、利用矿井稀释瓦斯能力进行验证历年矿井瓦斯鉴定等级均为煤与瓦斯突出矿井。根据历年开采实践和瓦斯管理经验，通过矿井瓦斯抽采系统等措施,在正常通风的情况下，工作面进、回风巷瓦斯含量，生产工作面中瓦斯浓度均控制在《煤矿安全规程》规定以内；通过下井实地查看及地面查看瓦斯报表和安全监控系统历史记录，除瓦斯传感器损坏等原因外，未发现瓦斯超限报警现象，符合规定要求；因此可以证实矿井通风能力基本能满足稀释排放瓦斯的需要。三、核定结果㈠核定结果通过上述计算，矿井通风能力核定结果为22.498万t/年。满足要求。㈡通风能力核定分析1、矿井通风系统独立、完善、可靠,同时有独立完善的防尘、防灭火及安全监控系统；井下通风设施完好、可靠。2、矿井采用机械通风,运转通风机和备用通风机具有同等通风能力,在2011年9月27日经国家安全生产长沙矿用安全仪器检测检验中心检验为合格;南、北主通风机实际运行工况点处于安全、稳定、合理、可靠的范围之内，通风动力与主要通风机性能相匹配，能满足安全生产实际需要。77 3、安全检测仪器、仪表齐全、可靠。风表、测尘仪、瓦斯传感器、风速传感器、瓦斯检测便携仪和光学瓦斯检定器等各种仪器、仪表都建立使用登记台帐、校验记录和维修记录，有专人负责维修、保养，保证仪器仪表性能良好。4、采煤工作面采用全负压供电，煤、岩巷掘进工作面采用局扇送风，局扇安装符合《煤矿安全规程》的有关要求,局扇、风筒选型符合规定要求；采煤工作面实现了独立负压通风，井下未发现不合理的串联通风、扩散通风和采空区通风现象。5、矿井各用风点及采面有效风量满足该地点风量需求，风流中风速、温度等符合《煤矿安全规程》规定。6、矿井瓦斯管理符合有关规定要求，经现场检查作业现场无瓦斯超限现象；通过查看瓦斯报表和KJ90安全监控系统历史记录，无瓦斯超限报警现象，符合《煤矿安全规程》有关规定要求。通过以上分析,矿井通风满足矿井生产能力核定的必要条件。四、主要问题及建议矿井通风等积孔中南风井仅为0.65m2，经调查和分析，主要原因是矿井南翼总回风巷局部地段断面较小引起的；建议对局部总回风巷进行维修和清理，保证风流畅通。第八节地面生产系统能力核定一、地面生产系统现状地面生产系统较简单,井下生产的煤炭由主斜井绞车提升至地面后，经地面运输轨道自溜至煤仓，井口至煤仓距离为73～110m，翻煤后空车人力推至井口；煤仓设有4个电动翻滚笼,装煤矿车进入煤仓后，经电动翻滚笼翻入振动筛,经筛分后，分别进入混煤仓和块煤仓。串车提升的矿车到地面后,可分解同时进入四个电动翻滚笼翻煤。矸石经主斜井绞车提升至地面后，自溜至矸石道下部，经地面矸石道绞车提升至自动翻滚架，将矸石自动翻入矸石山。77 材料贮存在地面工业广场或仓库，用矿车或材料专用车人工装卸推至主斜井井口车场，利用绞车下放至各用料点即可。地面煤炭外运：煤炭采用汔车往外运输，煤仓下部设有四个汽车装煤斗口，从斗口开闸将煤放入汽车货箱内。二、地面生产能力核定1、地面运输方式地面矿车运输、人力推车、电动翻罐笼翻矿车。2、生产能力计算参考井下人力推车的装载情况，按下式核定：式中：Ay—人力推车运输、翻罐核定能力T—单班人力推车时间，min。取360min;nr—地面实际推车人数，取4人；G—单个矿平放状态下的载重量，取1t；K—矿车载满系数，主斜井倾角为30°，取0.8Ky—人力运输不均衡系数，取0.9;L---摘挂钩至卸载点运输长度，取90m;V1—人力推重车平均行走速度，取35m/minV2—人力推空车平均行走速度，取40m/mint1—调车时间，折返式取0mint2—翻罐时间，取0.75mint3—77 两组车的间隔时间，等于提升一次循环时间/2，根据实测，为210s，取3.5minl—两辆重车的平均间距，取20m。将上述参数代入式中，得每个翻滚笼翻煤能力：Ay=11.31万吨/年两个翻滚笼同时作业，其能力为：Ay总=11.31×2=22.62万吨/年三、汽车外运能力核定1、装车方式：煤仓斗口自溜人工装运。煤仓设有4个装煤斗口，在斗口下直接装车；4个装煤斗口可同时装车，日装车时间一般10小时。2、外运方式：外委汽车运输方式外运。3、外运能力核定⑴汽车小时装车能力A1=60·G·n/(t1+t2)=60×10×4/(5+35)=60(t/h)式中：A1——小时装车能力，t/h;G——每辆汽车平均载重，取10t；n——可同时作业装车车位数，根据煤仓布局，取n=4辆；t1---每辆车调车作业时间，取5min；t2---每辆车平均装车时间，现场实测35min；⑵汽车外运能力A=330×10-4×A1·K1×T=330×10-4×60.0×0.8×1077 =15.84(万t/a)式中：A——汽车年外运量,万t/a;A1——小时装车能力，t/h;K1——运输不均匀系数,煤矿有自备车队取0.9，外委车队取0.8；T-----每天装车作业时间，取10h/d。四、煤仓贮煤能力经调查和现场查看，地面煤仓贮煤量为5600t，根据规定，矿井仓储能力应达到矿井正常产量3～7天，按7天考虑，则本矿储煤能力为：A=5600÷7×330×10-4=26.4万t/a五、地面生产系统生产能力核定结果1、地面生产系统能力核定必备条件现场核查，地面生产系统完善、运转正常。符合《核定标准》要求。2、核定结果经计算，地面人力推车、翻罐能力为22.62万t/a，汽车外运能力为15.8万t/a，贮煤仓贮煤能力26.4万t/a；根据核定办法和标准，最终地面生产能力核定结果为15.8万t/a。第九节矿井瓦斯抽采能力核查一、矿井煤层、瓦斯概况矿井可采煤层为Ⅱ、Ⅴ、Ⅵ层煤，主采煤层为Ⅴ煤。截止2012年末，全井可采储量363.6万吨。矿井开拓方式为斜井开拓，采煤方法为壁式采煤法，现生产水平标高为-50m，1992年郴州地区煤炭局关于kkkxxx77 矿技改工程竣工投产的批复》（郴煤基技字[1992]第161号）批准矿井技改投产，并批准矿井扩建为15万吨/年矿井，生产能力为15万吨/年，2012年实际产量13万吨。根据湖南省煤炭局湘煤行[2013]4号《关于2012年度矿井瓦斯等级鉴定结果的批复》：该矿井绝对瓦斯涌出量10.04m3/min，相对CH4涌出量为48.21m3/t；相对二氧化碳涌出量为13.22m3/t，矿井为煤与瓦斯突出矿井。经河南省理工大学《湖南省kkkxxx矿瓦斯突出区域治理技术研究》中测定资料，煤层瓦斯压力1.221～2.184MPa、瓦斯含量14.07～16.50m3/t，煤层透气性系数0.0025～0.0079m2/MPa2.d,平均0.005166667m2/(MPa2·d);钻孔瓦斯流量及其衰减系数0.4658d-1，属较难抽放煤层。二、当前矿井瓦斯抽放系统概况矿井现建有一套地面永久瓦斯抽放系统，安装2台2BEA-253型水环式真空泵，一用一备，配套电机功率75kw，抽放负压60-80kPa，流量43m3/min；配备ZKC-30型瓦斯抽放监控仪。抽放主管为直径φ200mm、直径φ160mm、直径φ75mm的无缝钢管和抗静电PVE管，抽放钻孔用直径φ25mm的抗静电PVE管。抽放主管采用直径φ200mm的无缝钢管，从地面泵站到+136m水平管路总长300m，并在+136m水平分南北两翼支路：南翼主管采用φ200mm、160mm和φ100mm的抗静电PVE管，总长约2210m，其中φ200mm的管路沿+136北大巷铺设，总长约1200m，160mm的管路通往215采区，总长约160m；φ100mm的管路通往235采区，管路总长约850m。北翼主管采用φ200mm、160mm、100mm的抗静电PVE管，总长约2650m，其中φ200mm的管路沿+136北大巷铺设，总长约1387m，160mm的管路通往225采区、142采区、265采区和副265采区，管路总长约600m，φ100mm的管路通往225采区、142采区（已停抽）、265采区和副265采区，总长约850m。瓦斯抽放钻孔设备共配备钻机5台，分别为：ZYD-650型3台，ZYD-340型1台，77 ZDK-280型坑道钻机1台；配套钻杆选用75mm配套钻杆。另配备3D2-S型水力冲孔高压柱塞泵2台；G25-2型水泥注浆G型系列单螺杆泵2台。2010年12月31日瓦斯发电机组点火试车发电，成功点燃，机组一直安全平稳运行。燃气发电机组型号为400GF-W2,装机容量为1台400KW。2012年发电72万度，实现了抽采和利用。三、矿井瓦斯抽放率概算1、矿井抽采规模计算根据《煤矿瓦斯抽采基本指标》（1026-2006），瓦斯抽采应达到的指标：突出煤层工作面采掘作业前必须将控制范围内煤层的瓦斯含量降到煤层始突深度的煤层瓦斯含量以下或将瓦斯压力降到煤层始突深度的煤层瓦斯压力以下。若没能考察出煤层始突深度的煤层瓦斯含量或压力，则必须将煤层瓦斯含量降到8m3/t以下，或将煤层瓦斯压力降到0.74MPa（表压）以下。通过预抽，使矿井开采层煤层瓦斯含量降到8m3/t时，矿井高负压瓦斯预抽规模可按下式计算：Q=K1×K2×A×(WO-WC)/η365×1440=4.73m3/min式中：Q—矿井抽放瓦斯规模，m3/min；A—矿井设计年产量，A＝0.15Mt／a；K1—矿井瓦斯抽放富裕系数，取K1＝1.5；K2—矿井瓦斯抽放不均衡系数，取K2＝1.3；Wo—煤层瓦斯含量，取Wo＝16.5m3/t；Wc—煤层的残存瓦斯量，取Wc＝8m3/t；η—回采率，中厚煤层取η＝80％；365—年抽放工作日，天；1440—日抽放工作时间，min。77 矿井高负压瓦斯预抽规模Q＝4.73m3/min，取整数值Q＝5m3/min。即矿井最大抽采纯量为5m3/min。2、瓦斯抽放泵流量计算瓦斯泵流量应能满足抽采瓦斯系统服务年限内最大抽采量的需要。瓦斯泵流量按下式计算：Q泵=QK/Cη=5×1.2/0.3×0.8=25m3/min式中：Q泵——瓦斯抽采泵的额定流量，m3/min；Q——最大抽采瓦斯纯量，m3/min；5C——瓦斯泵入口处的瓦斯浓度；0.3η——瓦斯泵的机械效率；%；80K——瓦斯抽采综合系数，取K=1.2。由式（3.8）算得最大抽采瓦斯纯量为5m3/min，瓦斯抽放浓度按30%计算，泵的机械效率取80%，可得泵的流量为25m3/min。ZBEA-253-0水环式真空泵主要技术参数：最大抽气量：43m3/min 最低吸入绝对压力：33hpa ,极限压力：400hpa ,配套电机型号：YB2-315M-8;额定电压：380/660V （Δ/Y）,功率：75KW,频率：50HZ,转速：740r/min;配套开关： 型号：QBZ7-200,额定电流：200A，额定电压380V/660V，抽排放口径159mm。由此可知矿井现有抽放泵的流量43m3/min是抽放所需流量25m3/min的1.72倍,满足矿井瓦斯抽放期间或在瓦斯抽放设备服务年限内所达到的开采范围的最大抽放量要求，且不小于15%的富裕能力即25+(25×15%)=28.75m3/min，故矿井现有抽放泵满足要求。四、瓦斯抽放管管径计算1、抽放管路的管径D=0.1457=0.1457=0.154m77 式中：D——瓦斯抽放管内径，m；Q——抽放管内混合瓦斯流量，m3/min；16.66。V——抽放管内瓦斯平均流速，经济流速V＝5～15m/s，取V=15m/s。最大瓦斯抽放纯量为5m3/min，抽放浓度按30%计算，可得抽放混合瓦斯流量为Q=16.66m3/min。通过计算可得主管管径为0.154m；共分为三支干管，平均流量为5.55m3/min，可得干管管径为0.089m；由于干管管网分支较少，故而支管管径也取0.089m。2、管网阻力计算管网阻力包括直管阻力和局部阻力管网总阻力：H=Hm+HJ（3.11）管网直管阻力H=9.81γLQ2/KoD5式中:Hm——管路摩擦阻力，Pa；L——负压段管路长度，m；Q——抽放管内混合瓦斯流量，m3/h；γ——混合瓦斯与空气的相对密度；K——与管径有关的系数；D——抽放管内径，cm。局部阻力一般取直管阻力的10%，即：HJ=0.1H⑴管网直管阻力Hm计算本抽放系统直管阻力计算结果如下表4-8-1所示。77 直管阻力计算结果表4-9-1抽放管类别管路混合流量Q（m3/min）混合瓦斯相对密度γ管路长度L（m）管径相关系数K管径D（cm）直管阻力Hm（Pa）主管13.330．8662500.71200597.973干管4.440．86625870.712001546.955支管3.330．86617150.71160782.412合计2927.34⑵管网局部阻力HJ计算管路局部阻力损失按直管阻力损失的10%计算，则抽放管路系统的局部阻力损失为：HJ=0.1×H=2927.34Pa⑶管网总阻力H计算H=Hm+JH=3220.074Pa⑷千米管网总阻力H1000计算由表8-1计算可得，主管千米直管阻力为2391.892Pa；干管千米直管阻力为597.973Pa；支管千米直管阻力为456.217Pa。⑸系统能力测试结果①瓦斯抽放泵流量能力计算可知泵的最大流量为25m3/min，目前现有系统配备瓦斯抽放泵的流量是43m3/min，远大于计算所需的泵的流量25m3/min，所以本系统瓦斯抽放泵的流量能够满足需求。②瓦斯抽放泵的负压能力瓦斯抽放泵压力,必须能克服抽放管网系统总阻力损失和保证钻孔有足够的负压,以及能满足泵出口正压之需求。瓦斯抽放泵压力按下式计算:H=K·(Hzk+Hrm+Hrj+Hc)=62630Pa77 式中:H——瓦斯抽放泵所需压力，Pa；K——压力备用系数，K=1.20；Hzk——抽放钻孔所需负压，Pa，取=44000Pa；Hrm——井下管网的最大摩擦阻力，取3300Pa；Hrj——井下管网的最大局部阻力，330Pa；Hc——瓦斯泵出口正压，Pa，考虑今后瓦斯抽放利用的需要，取=15000Pa。瓦斯抽放泵压力为62630Pa，而目前矿用瓦斯抽放泵最大抽放负压为80000Pa，所以本系统瓦斯抽放泵的压力能够满足需求。③瓦斯抽放管径能力根据xxx矿敷设的瓦斯抽放管路来看，主管的管径为0.2m，干管管径为0.2m，支管管径为0.16m，都大于理论计算所需要最大管径，且不小于15%的富裕能力即0.154×π+(0.154×π×15%)=0.557m2，小于0.2×π=0.628m2。可见目前的管路系统也能够满足抽放的要求。综上可知，目前矿井抽放系统，能够满足矿井瓦斯抽放的需求。但是目前系统实际局部阻力仍然过大，应该进一步加强抽放管路的规范管理和监测，以便为矿井瓦斯抽放提供必要的保障。五、抽采能力核定1、采煤工作面瓦斯抽采达标能力核定⑴单个采煤工作面日产量计算：Aci=lci×hci×ρci×vci×ηci式中：Aci——第i个采煤工作面日产量，t/d；lci——第i个采煤工作面平均长度，m；4977 hci——第i个采煤工作面煤层平均采高，放顶煤开采时为采放总厚度，m；取2.2ρci——第i个采煤工作面的原煤视密度，t/m3;取1.39vci——第i个采煤工作面平均日推进度，m/d;1.15ηci——第i个采煤工作面回采率，%，按矿井设计规范和实际回采率选取小值。取95Aci=49×2.2×1.15×1.39×95%=163.702t/d⑵瓦斯抽采达标核定单个采煤工作面瓦斯抽采达标能力矿井瓦斯涌出量主要来自于开采层的采煤工作面，核定的工作面产量应以表4-9-2中煤层可解吸瓦斯量对应的工作面日产量为核定采煤工作面瓦斯抽采达标能力Abi。Abi为第i个采煤工作面抽采达标时允许最大工作面日产量，根据表1取值，按差值法进行计算，单位为t/d。采煤工作面回采前煤的可解吸瓦斯量对应的工作面日产量表4-9-2可解吸瓦斯量/m3/t抽采达标时允许工作面日产量/Ab/t7.0＜≤8.0≤10006.0＜≤7.01001～25005.5＜≤6.02501～40005.0＜≤5.54001～60004.5＜≤5.06001～80004.0＜≤4.58001～10000≤4>10000根据河南理工学院《湖南省kkkxxx矿瓦斯突出区域治理技术研究》报告，工作面采前煤层可解吸瓦斯量最大值为6.88m3/t≤7m3/t，允许工作面日产量为1001t～2500t。大于实际采煤工作面日产409.255吨，符合规定。⑶单个采煤工作面瓦斯浓度、风速核定瓦斯抽采达标能力按照采煤工作面风速不得超过4m/s，回风流中瓦斯浓度不得超过1%核定采煤工作面瓦斯抽采达标能力A1i，A1i按下式计算。77 =14401%240/6.88=502.33t/d式中：Ali——第i个采煤工作面满足回风瓦斯浓度、工作面风速要求的工作面日产量，t/d；Qfci——第i个采煤工作面满足工作面风速要求的最大供风量，m3/min；qdci——第i个采煤工作面瓦斯抽采后的工作面相对瓦斯涌出量，m3/t。⑷矿井采煤工作面瓦斯抽采达标能力核定单个采煤工作面的瓦斯抽采达标能力核定按Aci、Abi和A1i选取小值，矿井采煤工作面瓦斯抽采达标能力A1按照下式计算。=409.255t/d式中：——采煤工作面的瓦斯抽采达标能力，t/d；n——核定的采煤工作面个数。2.5个2、掘进工作面瓦斯抽采达标能力核定掘进工作面瓦斯抽采达标能力A2按下式估算。=409.25515%=61.39t/d式中：A2——掘进工作面瓦斯抽采达标能力，t/d；——系数，取10～15%。3、煤矿瓦斯抽采达标能力核定煤矿瓦斯抽采达标能力A按下式计算：A=（A1+A2）×330×10-4=（409.255+61.39）×330×10-477 =15.53万t/a式中：A——煤矿瓦斯抽采达标能力，万t/a；330——矿井年工作日。三、煤矿瓦斯抽采达标能力验证对必须进行瓦斯抽采的矿井，验证煤矿瓦斯抽采达标能力Apc按下式估算：Apc=330144018/10.04=85.2万t/a式中：Apc——估算的矿井瓦斯抽采达标能力，万t/a；Q——瓦斯抽采达标允许最大矿井绝对瓦斯涌出量，m3/min；q——矿井相对瓦斯涌出量，m3/t；330——矿井年工作日。瓦斯抽采达标允许的最大矿井绝对瓦斯涌出量Q，根据矿井瓦斯抽采率按表2取值，具体数值可采用差值法进行计算。矿井瓦斯抽采率对应的达标允许最大矿井绝对瓦斯涌出量指标表4-9-3矿井瓦斯抽采率η/%达标允许最大矿井绝对瓦斯涌出量Q/m3/minη＜35Q＜2035≤η＜4020≤Q＜4040≤η＜4540≤Q＜8045≤η＜5080≤Q＜16050≤η＜55160≤Q＜30055≤η＜60300≤Q＜500η≧60Q≧500矿井瓦斯抽采率为30%，小于35%，取最大矿井瓦斯绝对涌出量指标为18m3/min。验证煤矿瓦斯抽采达标能力Apc大于核定的煤矿瓦斯抽采达标能力A。77 四、煤矿瓦斯抽采达标能力最终确定计算得出矿井瓦斯抽采达标能力核定值为15.53万t/a。第十节井下安全避险“六大系统”核查一、安全监控系统矿井安装1套KJ90NA监测监控系统；矿井严格按照《煤矿安全规程》、《矿井通风安全监测装置使用管理规定》等有关规定，在采煤工作面、掘进工作面、机电硐室、回风巷、地面通风机房和瓦斯抽放站等需要安装的地点，安装甲烷、一氧化碳、风速、局扇开停、温度、负压、风门、水位、粉尘浓度等传感器。矿井目前共配备9个分站、71台各类传感器；其中甲烷传感器50台，温度、一氧化碳、水仓水位、风速、风门开关、设备开停、粉尘浓度传感器共21台。矿井安全监控系统运行状况良好，矿井监测数据变化情况能及时反映到地面中心站，能够满足矿井安全生产需要。二、通信联络系统矿井设生产调度交换机1台，其型号为JHST2000(B)程控交换机，主电源AC220V，通话电压为48V。调度交换机设在地面调度室内。井下配电所、绞车室、上下车场、区段甩车场、采煤工作面上下口、调车场、错车场、各掘进工作面、石门均安装电话机，其型号为KTH-33型本安电话机。下井的通讯干线选用两根HUYA32-20×2×0.8型通讯电缆，接至电话机的支线，选用HUJYV-1×2×7/0.28型通讯电缆。矿长室、生产管理部门、矿井变电所、主通风机房、安全监察部门等设生产调度电话机，与调度交换机相连。中国联通，移动通讯信号覆盖矿区，可利用无线电话对外通讯。77 通信联络系统与矿井生产能力相适应。三、压风系统根据井下各生产作业地点分布及用气量，矿井在地面共安装2台压风机；其中1台型号为OGLC132A压风机，风量为23m3/min，风压0.8Mpa，电机功率132KW，主要工作压风机；另1台型号为OG55F螺杆式压风机，风量10m3/min，风压0.8Mpa，电机功率55KW，为备用压风机。主压风管路为直径108×4.5mm无缝钢管，分压风管直径54×3.5mm无缝钢管。压风系统与矿井生产能力相适应。四、消防、防尘供水矿井按照《煤矿安全规程》要求建立有完善的消防、防尘洒水管路系统，地面生活消防水池布置在副井井口附近，容积为300m3，水池的标高为+270m,以静压供水方式向井上下供水；从水池敷设一趟DN108×4.5mm无缝钢管经副井筒至井下，再从主管接支管到各用水地点，支管为DN54×3.5mm钢管。大巷每100m设有消防闸阀，用于冲洗巷道和消防。消防、防尘供水系统与矿井生产能力相适应。五、人员管理系统矿井现安装1套KJ251A型矿用人员管理系统，配备KJF210B型识别卡；在地面调度室设2套主机，1台工作，1台备用。全矿井共设3个读卡分站、设置了24台读卡器，安装在各个井口、采掘工作面、机房硐室等重点区域人员出入口，监测各个区域人员进出入情况，KJ251A型矿用人员管理系统和读卡器设置能满足矿井人员进出入监测的需要。人员管理系统与矿井生产能力相适应。六、井下紧急避险系统根据国家安全监管总局国家煤矿安监局（安监总煤装[2011]15号文）颁发的《煤矿井下紧急避险系统建设管理暂行规定》第5条规定，国家安全监管总局77 国家煤矿安监局（安监总煤装〔2012〕15号）《关于煤矿井下紧急避险系统建设管理有关事项的通知》第二条的规定，国家安全监管总局国家煤矿安监局（安监总煤装〔2013〕10号）《关于加快推进煤矿井下紧急避险系统建设的通知》第2、3、4条规定，xxx矿井下紧急避险系统已完成设计，现正在建设中，设计在－50m水平南、北两翼各设置1个50人规格的永久性避险硐室，各采掘作业地点设置10个临时避险硐室。根据矿井－50m水平实际采掘作业分布情况和井下人员分布情况，井下紧急避险系统的硐室设置、硐室生存保障系统的配置符合相关要求。第十一节矿井安全程度核查一、安全评价意见该矿井2008年10月委托长沙鼎盛安全技术咨询服务有限公司进行了安全现状评价，对该矿的开采系统、通风系统、电气系统、提升运输系统、排水系统、压风系统、防尘系统、安全监测监控系统等十四项生产系统逐一对照检查。安全评价专家组一致认为该矿安全生产条件符合国家有关规定，不存在国务院446号令规定的十五种重大安全隐患，符合煤矿安全生产许可证颁证的26条标准，为安全合格矿井。二、安全程度评价意见近三年来，由于矿井采用了正规的壁式采煤方法，增加了地面瓦斯抽采系统，加强了瓦斯抽采和治理，完善了主要生产系统，回采工作面推进度有所提高，矿井年产量逐步增加，2010年矿井年产量9.3万t/a,到2012年已增加为13万t/a，解决了矿井采掘工作面生产能力不足的瓶颈问题。经现场核查，矿井主要生产系统和辅助生产系统较完善，基本具备安全生产条件；通过对矿井各主要生产系统能力进行核定，矿井综合生产能力核定结果为15万t/a；77 第五章煤矿生产能力核定结果第一节各生产系统环节核定结果、结论及评价意见一、煤矿具备以下生产能力核定必备条件1、依法取得采矿许可证、安全生产许可证、煤炭生产许可证和营业执照；2、煤矿有健全的生产、技术、安全管理机构及必备的专业技术人员；3、煤矿有完善的生产、技术、安全管理制度；4、煤矿各生产系统及安全监控系统运转正常。二、各生产系统环节核查结果通过对矿井各生产系统的生产能力进行认真核定，得出生产能力核定结果分别为：提升系统能力核定为20.496万t/a；矿井排水系统能力核定为符合规定；供电系统能力核定为17.33万t/a；井下运输系统能力核定为18.36万t/a；采掘工作面能力核定为15.0796万t/a；通风系统能力核定为22.498万t/a；地面生产系统能力核定为15.8万t/a；由上述核定结果可以看出，矿井提升系统、排水系统、供电系统、井下运输系统、通风系统、采掘工作面、地面生产系统均在15万吨/年以上，最低的采掘工作面生产能力为15.0796万t/a；故矿井的生产能力核定为15万吨/年，矿井剩余服务年限7.8年。三、矿井设计生产能力77 1985年，郴州地区煤炭局批准xxx矿进行技改，技改设计的生产能力由6万吨/年扩为15万吨/年。1991年12月,矿井技改工程竣工，1992年，郴州地区煤炭局以《关于kkkxxx矿技改工程竣工投产的批复》（郴煤基技字[1992]第161号）批准矿井扩建为15万吨/年；2006年9月，核定矿井生产能力为9万吨/年。四、煤炭资源保障程度分析截止2012年底，矿井范围内保有资源储量为180.5万吨,可采储量为152.13万吨，矿井剩余服务年限7.8年,可以保障矿井持续稳定生产。《煤炭工业小型矿井设计规范》2.2.4条规定新建矿井设计服务年限15a，扩建矿井不低于新建矿井设计服务年限的50%，本次核定矿井剩余服务年限7.8年，符合要求。五、结论及评价意见根据现场生产能力核定结果，结合矿井设计能力及矿井现有的生产状况，以最薄弱的生产系统为矿井核定的生产能力。因此，最终确定矿井本次生产能力核定为15万t/a。第二节问题与建议措施一、存在的主要问题1、矿井目前尚存在采区剃头下山开采现象；2、南风井通风等积孔仅为0.65m2，经调查和分析，主要原因是矿井南翼总回风巷局部地段失修，通风阻力大；3、目前瓦斯抽采系统实际局部阻力过大；4、矿井采掘机械化程度低。二、建议措施77 1、矿方应加强采掘接替工程管理，加快-50m水平南北大巷及系统工程的施工速度，尽早使-50m水平形成独立的通风、运输系统,尽快消除采区剃头下山开采。2、矿方应加强主要通风巷道的维护和通风设施的管理，减少通风阻力，提高通风效率。3、矿方应该进一步加强抽放管路的规范管理和监测，以便为矿井瓦斯抽放提供必要的保障。4、根据矿方提供的采掘机械化实施方案，建议煤矿要尽快组织该方案实施。一是对回采工作面煤层赋存条件好的，要求实施采煤机械化作业，以提高采煤工作面单产，减少采煤工作面个数，做到集中生产。对具有实施掘进机械化作业条件的掘进工作面，矿方应实施掘进机械化，以提高掘工作面单进，确保采掘接替关系正常。5、矿方要加强煤炭储量的管理、合理工程布置、现有资源要精采细挖，减少边角残煤丢失，厚煤层分层开采要进行探底煤，以提高回采率，延长矿井开采服务年限。6、矿方要加强生产技术管理，建立技术资料台帐和档案。77