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1、 焦煤集团九里山矿生产能力复核报告书 目 录第一章 概述3第一节核定工作的简要过程3第二节核定依据的主要法律、法规、规范和技术标准3第三节核定主要系统环节及结果4第四节最终确定的煤矿核定生产能力5第二章 煤矿基本概况5第一节 自然属性5第二节 矿井建设情况8第三节 煤矿生产现状9第三章 煤矿生产能力核查计算11第一节 资源储量核查11第二节主井提升系统能力核定13第三节 副井提升系统能力核定15第四节 井下排水系统能力核定17第五节 供电系统能力核定20第六节 井下运输系统能力核定23第七节 采掘工作面能力核定26第八节通风系统能力34一、通风概况34第九节 地面生产系统能力核定73第十节压风
2、、灭尘、瓦斯抽排、通讯等系统核查情况78第十一节 安全程度、监测监控等核查情况78第十二节 选煤厂生产能力核定81第四章 煤矿生产能力核定结果87第一节 各环节能力核定结果分析87第二节煤炭资源保障程度分析88第三节 煤矿生产能力核定结果88第五章 问题与建议89第一节 各生产系统（环节）存在的主要问题89第二节 建议采取的整改措施89第一章 概述第一节 核定工作的简要过程为保证煤矿生产能力复核工作科学有序地开展，促进安全生产和合理开发利用煤炭资源，实现煤炭工业可持续发展。焦作煤业（集团）有限责任公司按上级主管部门及省局豫煤行【2006】576文等有关要求，成立了煤矿生产能力复核领导小组，领导
3、小组下设办公室。办公室设在生产管理处。6月23日集团公司制定了焦煤集团煤矿生产能力复核实施方案，以焦煤生字【2006】213号文上报省局并下发各生产矿井；7月4日以焦煤生字【2006】226号文关于申报焦煤集团生产能力核定资质的申请上报省局，并取得资质；按省局要求分两批参加了国家发展改革委和省煤炭工业局组织的煤矿生产能力复核骨干技术人员培训班，经考试全部合格并取得资质；生产能力复核人员坚持求真务实、实事求是的原则，认真学习标准和计算方法，深入现场、深入井下，各项计算公式和技术参数的选用做到了科学、合理、可靠。复核人员严格标准，规范程序，严格遵循生产能力核定的各项规定和标准，对各系统（环节）的能
4、力一一认真核查，完成了九里山矿生产能力复核工作。第二节 核定依据的主要法律、法规、规范和技术标准核定依据有：（一）煤炭法、矿产资源法、安全生产法、矿山安全法等有关法律法规；（二）煤矿安全规程（2004版）、选煤厂安全规程（AQ1010-2005）；（三）国务院关于预防煤矿生产安全事故的特别规定和国务院关于促进煤炭工业健康发展的若干意见等有关煤炭产业政策；（四）煤炭工业矿井设计规范（GB50125-2005）和煤炭洗选工程设计规范（GB50359-2005）；（五）国家发展改革委关于印发煤矿生产能力核定的若干规定的通知（发改运行（2004）2544号文）；（六）国家安全监管总局、煤矿安监局、发展
5、改革委关于印发煤矿通风能力核定办法（试行）的通知（安监总煤矿字（2005）42号文）；（七）原煤炭工业部制定的煤炭工业技术政策、煤炭工业计划和统计常用指标计算办法和关于核定矿井（露天）洗煤厂生产能力实施办法；（八）采用或参考了在煤炭生产建设的实践中经实测、统计、分析和总结，并已取得合法依据的有关技术参数；（九）其它法律、法规及有关规定。第三节 核定主要系统环节及结果根据本次矿井各生产环节的核定情况，具体核定指标为：主井提升系统能力为121万t/a,副井提升系统能力为123万t/a, 井下排水系统能力为164万t/a,供电系统能力为123万t/a，井下运输系统能力为160万t/a, 采掘工作面能
6、力为124万t/a,通风系统能力为150万t/a,地面生产系统能力为124万t/a；根据标准要求，取矿井各系统最薄弱环节为矿井综合生能力，按照就近下靠的原则，确定九里山矿生产能力为120万t/a。第四节 最终确定的煤矿核定生产能力根据文件规定,以5万吨为档次,取其薄弱环节就近下靠。因此，以主井提升系统能力（地面生产系统有地面储煤场，暂不考虑为薄弱环节）为取值标准，即九里山矿核定综合生产能力为120万t/a。第二章 煤矿基本概况第一节 自然属性一、地理位置，企业性质，隶属关系，地形地貌，交通情况 地理位置：九里山矿位于焦作矿区东部，九里山南麓，西距焦作市18km，行政区域隶属焦作市马村区。 九里
7、山矿为国有企业，隶属焦作煤业集团有限责任公司。 地形地貌：井田范围内，地形平坦。井田北部边缘有九里山，高出地面约70m，地表覆盖有第四季黄土。地面上东有韩蒋新村和赵蒋村，西南有亮马村庄和陆村村庄。 该矿交通十分方便，有矿井铁路专用线与焦枝铁路相连，直达全国各大城市，矿区周围南有开洛高速公路，东有京珠高速公路，西邻焦晋高速公路，北有焦辉高速公路，公路交通也十分发达。二、井田位置，边界范围，拐点坐标，井田面积，相邻矿井边界关系九里山井田西以11勘探线为界，东至北碑村断层为界，北到大煤隐伏露头，南至西仓上断层。九里山矿西南与演马庄矿相邻，北部为冯营矿，东北与位村矿、古汉山矿相邻。井田走向长度4.25
8、.3Km，倾斜宽度3 4.2Km，井田面积17.5 Km2。矿区范围拐点坐标如下：点号 X坐标 Y坐标1 3907743 384439232 3905725 384461203 3908215 384496004 3912310 384472306 3911780 38446770扣除下四点控制的范围A 3911687 38446876B 3911906 38447048C 3911557 38447230D 3911322 38447088三、井田地质情况，地层，含煤地层，构造 地质构造、构造类型本井田位于太行山余脉之南坡，呈单斜构造，岩层倾斜方向东南，倾角13.516。井田范围内基岩均被厚
9、度为80210m的第四纪黄土及砾石层所覆盖，井田无褶皱现象出现，断层皆为正断层，且多沿走向方向发展，只有方庄断层，北碑村断层，及魏南断层,以倾斜方向北30东出现。现将各断层的特征分述如下：魏村断层：位于井田北缘，从井田东北角经过，走向北5060东，倾向北西，落差最大在17勘探线为190m、23勘探线为50m。油坊蒋村断层：位于井田中下部，全长5km，走向北5060东，倾向北西，落差最大在19勘探线为110m，中间大、两端小。马坊泉断层：位于井田下部，全长7km，走向北4555东，倾向北西，落差最大在17勘探线为160m，13勘探线为32m。方庄断层与北碑村断层：走向北30东，两断层产状相似，倾
10、向相反，间隔300350m，构成地堑，两侧煤层等高线互为对称，落差100130m。魏南断层：位于方庄断层以西300m，与方庄断层平行，产状相似，落差2550m。魏东断层：从北角插入，并与魏村断层相交，走向北35东，倾向北西，落差50m。 煤层井田内含煤系有8个煤层，全为无烟煤，其中大煤（一煤）为本井田主要开采煤层。四、可采煤层情况，煤层赋存条件、煤层层数、厚度，资源储量，煤质，煤种 大煤（一煤）为本井田开采煤层，煤层倾向东南，倾角13. 5 16,煤层稳定,结构简单,平均厚度为5.15m。有5个钻孔见夹矸一层,一般厚度为0.070.2m。二1煤为开采煤层，单一煤层开采，测得二1煤最大瓦斯含量3
11、0m3/t，最大瓦斯压力1.75MPa，为煤与瓦斯突出危险煤层。大煤直接顶板多为砂质页岩，最厚为20.41m，平均为4.9m，老顶为中厚层细中粒石英长石砂岩，1.2525.24m，平均为13.3m，大煤直接底板多为页岩和砂质页岩，东部老底为砂岩，最厚为22.94m。 煤质开采煤层为大煤，为中灰低硫优质无烟煤，原煤工业分析为：水分0.162.92%，平均1.11%；灰分7.1652.19%，平均18.20%；硫分0.291.43%，平均0.45%；挥发分6.3620.96%，平均8.92%；发热量82128489大卡/kg，平均8352大卡/kg。五、水文地质情况，开采技术条件以煤层位置和层次将
12、含水层划分为两大部分：顶板含水层和底板含水层。大煤以上统称为顶板水，包括冲积层，基岩风化带和砂岩等含水层；大煤以下统称为底板水，包括第八层灰岩，第二层灰岩和奥陶系灰岩等含水层。地下水总流向是由西向东南，水力坡度为0.3%，水位标高一般为+75m左右。底板水根据地质报告为35m3/min，顶板水为10 m3/min，矿井正常涌水量为45m3/min。矿井最大涌水量为105 m3/min。水文地质条件复杂。第二节 矿井建设情况一、设计时间及单位九里山矿原名大陆村矿，属原焦作矿务局自行设计自行施工的矿井，于1970年7月动工开凿九里山矿风井， 1971年元月编制出大陆村矿（即九里山矿）方案设计报省煤
13、管局审批，河南省革命委员会煤炭化工局于1971年3月22日以（71）予革煤化煤生字第38号文批准了大陆村矿的方案设计；建井历时13年，于1983年4月简易投产。第三节 煤矿生产现状一、主要生产系统，采掘工艺，开拓方式和开采方法，水平、采区划分矿井有完善的提升、运输、通风、排水、供电系统，建立有覆盖全矿井上下的生产调度指挥系统，井上下通讯、防尘洒水系统等，主要生产系统符合规程要求，能满足矿井的安全生产需要，其具体内容见核查表。采煤工艺主要有综合机械化和炮采工艺，掘进工艺主要为炮掘。开拓方式为立井双水平上下山联合开拓。主要采用走向长壁倾斜分层或倾斜长壁倾斜分层的采煤方法。矿井分为两个水平，第一水平
14、标高-225m，为目前生产水平，布置有11、12、13、14四个上山采区和一个下山（15采区）采区；二水平标高-450m，设计共有两个上山采区和三个下山采区，目前二水平首采区24采区开拓工程正在施工，尚未形成生产能力。二、通风方式九里山矿属严重的煤与瓦斯突出危险矿井，矿井采用机械通风，通风方式为中央边界与对角混合式，通风方法为抽出式，主副井进风，东西风井回风。三、现主要生产煤层、采区、工作面情况 矿井为单一煤层开采，开采煤层为二1煤，一水平为目前的生产水平，生产采区有：11、13、14、15四采区，二水平首采区24采区为接替采区。采煤工作面有：14061、15011、11煤柱三个采煤工作面；主
15、要掘进工作面有：14121运输巷、14072回风行、15041运输巷、15041回风行、13上山煤柱面运输巷、13上山煤柱面回风巷、13113煤柱面上风道、24轨道、24回风、马坊泉断层探行、15专用回风巷等掘进工作面。四、近几年生产完成情况 九里山矿自2002年综采工艺试验成功后，当年达到设计生产能力，2003年生产原煤100.59万t，2004年生产原煤100.15万t，2005年生产原煤105.01万t，矿井生产能力呈逐年上升态势。五、煤炭资源回收率情况 九里山矿资源储量文件，资源储量资料齐全，采区回采率，“三个煤量”和安全煤柱留设符合要求。六、今后三年的生产接续安排矿井今后三年的生产接
16、续安排见采掘生产能力核定表3.7.2、表3.7.3、表3.7.4。第三章 煤矿生产能力核查计算第一节 资源储量核查一、 资源储量估算截止日期，选取的主要参数及工业指标，估算结果（保有、累计探明、累计采出、累计损失）（一）本次资源储量估算截止日期为2005年末。（二）九里山矿位于焦作煤田东部，井田范围西起第11勘探线，东至北碑村断层，北起二1煤隐伏露头，南至西仓上断层。矿井东西长4.25.3公里，南北宽34.2公里，井田面积约18.5051平方公里，计算开采深度为-40-800米，。详见九里山矿井田范围拐点坐标表:九里山矿井田范围拐点坐标表 坐标系统：1954年北京坐标系拐点号12346x390
17、774339057253390821539123103911780y3844392338446120384496003844723038446770拐点号ABCDx3911687391190639119063911322y38446876394470483844704838447088选取的主要参数为：煤层估算储量的最小厚度为0.8米，容重为1.5T/m 3，工业指标： 挥发分8.92% 发热量31.24千焦耳/千克 附近 硫含量0.45% 灰份含量18.2%。（三）估算结果如下：九里山矿储量计算以最新的经过国土资源厅批准备案的核查报告为准。以后，每年均按地质矿产部矿产储量表填报规定上报。20
18、05年末累计探明资源储量为：14067.6万吨2005年末保有储量为：11998.7万吨111为6350.5万吨，111b为10286.7万吨，333为1712.0万吨。：2005年末工业资源储量为：10286.7万吨2005年末累计采出资源储量为：1170.6万吨2005年末累计动用资源储量为：2068.9万吨2005年末累计损失资源储量为：898.3万吨2005年度资源回收率为：核定82 ，实际91.21 。二、煤层赋存条件、资源储量发生变化的情况及原因说明我矿煤层赋存条件较好。地质构造比较简单，但水文地质条件较复杂。截止2005年末，我矿表内累计探明资源储量为：14067.6 万吨。累计
19、采出资源储量为1170.6 万吨，累计损失资源储量898.3万吨。主要原因是永久煤柱和水文地质损失所致。三、 资源储量核查结果2005年末资源储量核查结果为：111为6350.5万吨，111b为11998.7万吨，333为1712.0万吨开拓煤量为1519.4万吨，可采期为12.7年。准备煤量为1519.4万吨,可采期为151.9月。回采煤量为47.9万吨，可采期为5.3月。均符合规程要求。我矿截止2005年末可采储量6350.5万吨，上次核定生产能力100万t/a，本次拟调整核定生产能力为120万t/a，矿井剩余服务年限为：a= G/KB*A=6350.5/1.4*120=37.8年式中：a
20、矿井剩余服务年限；G2005年末可采储量，6350.5万吨；A矿井拟调整的核定生产能力120万t/a；KB储量备用系数，矿井地质构造较简单；煤层赋存较稳定，但开采技术条件差，取1.4该矿井剩余服务年限37.8a，高于煤矿设计规范对同类型煤矿扩建矿井服务30年的规定，经核算，核定生产能力为120万t/a。四、 存在的问题及整改意见1、 九里山矿在断层附近丢煤现象，今后要不断改进回采工艺，减少煤炭资源损失。2、个别工作面的分层不是十分合理，丢底煤现象时有发生，今后要根据煤厚情况，选用型号合适的支架，减少厚度损失。第二节 主井提升系统能力核定一、概况 主井提升方式九里山矿主井为立井，采用双滚筒缠绕式
21、提升绞车、箕斗提升。井口、井底均设有缓冲煤仓，井底采用定重装载并实现自动化运行。 主要技术参数。九里山矿主井提升机为2JK-3.51.7/15.5缠绕式提升机，采用一对6.1m3提煤箕斗，一次提煤量6.2吨，钢丝绳最大静张力差11.5吨，电动机为YR1433912 型，电压等级6KV，功率 630 KW，配备 JTDK-ZN交流提升机电控装置，提升速度6m/s，提升高度315米，一次提升循环时间为90秒，其中休止时间8秒。 提升设备检测时间和结论。九里山矿原主井提升机为XKT23.51.7B缠绕式提升机，2006年6月进行技术改造，同月经河南省煤矿安全测试中心对新绞车进行检测，各项指标都满足要
22、求。二、计算过程及结果 根据提升方式的规定，确定相应计算公式。 计算参数选取依据及说明上式中： b年工作日，330d；日提升时间，九里山矿主井提升采用定重装载，并能实现自动化运行，故每天提升按18h计算。 Pm每次提升煤量，6.2吨； k装满系数，取1（立井提升）； k1提升不均匀系数，取1.1（有井底煤仓）； k2提升设备能力富余系数，取1.1； T提升一次循环时间，90s/次（实测值）。计算结果由上计算，该矿主井提升能力A=121.7万t/a，根据标准要求，确定矿井主提升核定能力为121万t/a。三、存在问题及建议本次核定主井提升能力为121万t/a，略低于矿井采掘能力，是影响矿井生产能力
23、的最薄弱环节，因此，应采取措施对主井提升系统进行技术改造，以满足矿井生产需要。第三节 副井提升系统能力核定一、 概况 副井提升方式和提升任务。九里山矿副井为立井，多绳摩擦提升绞车，采用罐笼提升，承担矿井升降人员、提升材料和提矸等辅助提升任务。 主要技术参数。九里山矿副井提升机为JKD18504多绳摩擦提升机，允许最大静张力220 KN，允许最大静张力差65KN，卷筒直径1850 mm，提升速度5.5m/s，提升高度318米，提升容器为单层双车罐笼，载重量6吨，自重6.2吨，最大乘人数32人；电动机为ZD26535.5-5B型直流电机，功率400 KW，配备ZTDKPC-01电控装置。提升矸石、
24、提升材料和下其它材料一次循环时间分别为160s、160 s、220 s。 提升设备检测时间和结论。2006年4月，经河南省煤矿安全测试中心对绞车进行检测，各项指标都满足要求。二、计算过程及结果 根据提升方式和规定，确定核定能力计算公式。 计算参数选取依据说明上式中：TR 每班人员上下井总时间：4651s/班其中：实测工人每班下井时间为38min；因本矿有综采工作面，则升降工人时间为381.7=64.6 min；升降其他人员时间为：64.60.2=12.92 min；因此每班人员上下井总时间：64.6+12.92=68.4 min=4651s。 D 下其它材料次数，取5次； R 出矸率（矸石与产
25、量的重量比）：2005年九里山矿提升矸石123750车，原煤产量105万吨，则R=（1237501.8）100%/1050000 =21.2% PC每次提升材料重量，3t/次（取提升各类材料每车平均重量为1.5吨）； PG每次提升矸石重量，3.6t/次 M吨煤用材料比重；2005年提升各类材料5325车，原煤产量105万吨，取提升各类材料每车平均重量为1.5吨，则 M=（53251.5）/1050000=0.76% TG、TC、TQ 分别为提升矸石、提升材料和下其它材料一次循环时间，分别为160s、160 s、220 s。（实测） 计算结果由上计算，根据标准要求，矿井副井提升能力核定为123万
26、t/a。三、存在问题及建议核定副井提升能力123万t/a，主要原因是由于自2005年以来，矿井开拓工程量较大，副井提升能力偏小，低于采掘能力，实际生产过程中，应对副井提升加强管理。第四节 井下排水系统能力核定一、概况 矿井排水系统情况：九里山矿井下中央泵房现有D450-606型水泵21台，其中10台工作，8台备用，3台检修。电动机为YB560M2-4W隔爆型电动机，功率710kw。排水管路共有8趟，其中6趟管路直径为419mm，2趟管路直径为377 mm。另有德国里兹公司6376/11型潜水泵5台，作为备用抢险泵，其排水管路直径419mm，通过钻孔直接排至地面。全矿额定总排水能力可达15450
27、3/h。2005年矿井原煤产量105万t，同年水泵技术测定每台水泵平均排水量为4523/h。潜水泵技术测定每台平均排水量为11403/h。我矿井下主排水水仓有4个,即东外水仓（615m）、东内水仓（414m）、西外水仓（676m）、西内水仓（270m）。水仓总长度2002m,水仓有效总容积18470m3。 矿井正常涌水量和最大涌水量矿井设计正常涌水量为30003/h，设计最大涌水量为72003/h。2005年度九里山矿矿井实际正常涌水量为24003/h，实际最大涌水量为48003/h。二、计算过程及结果 校验水泵能否在20h内排出24h的正常涌水量和最大涌水量。2005年度九里山矿矿井实际正常
28、涌水量和实际最大涌水量均小于矿井设计能力，故取其较大值即Qs=30003/h和Qm=72003/h作为能力核定的计算依据。正常涌水时，10台泵工作，20h排水量：4521020=90400（3）正常涌水时，24 h的涌水量：300024=72000（3）90400（3）；最大涌水时，18台泵和5台潜水泵工作，20h排水量：4521820+1140520=276720（3）最大涌水时，24 h的涌水量：720024=172800（3）276720（3）；以上计算说明，九里山矿排水系统20h能排出矿井24h的正常涌水量和最大涌水量，符合煤矿安全规程要求，且说明排水系统抗水灾能力较强。（三）水仓容量
29、校验。由于矿井正常涌水量为30003/h10003/h，水仓容量V应符合：V2（Qs+3000）=12000(3) ，且符合V4 Qs=12000(3)而水仓容量184703120003，且符合V4 Qs，满足煤矿安全规程要求。（四） 正常涌水时水泵排水能力计算。An=(33020Bn)/(104Pn)=（3302010452）/（10418.1）=164.8（万t/a）式中：Bn为工作水泵的小时排水能力，Bn=10452=4520（3/h） Pn为上年度平均日产吨煤所需排出的正常涌水量， Pn= （Qn24330）/（105104）=（240024330）/（105104） =18.1（3/
30、t）（五） 最大涌水时水泵排水能力计算。 Am=(33020Bm)/(104Pm)=（3302013836）/（10436.2）=252（万t/a）式中：Bm为工作水泵加备用水泵的小时排水能力，3/h；Bm=18452+11405=13836（3/h） Pm为上年度平均日产吨煤所需排出的最大涌水量，3/t； Pm= （Qm24330）/（105104）=（480024330）/（105104） =36.2（3/t）通过以上校验和计算，九里山矿排水系统符合规程要求。取计算结果的较小值，确定矿井排水系统能力为164.8万t/a，根据标准要求，矿井排水核定能力确定为164万t/a。三、问题及建议随着
31、矿井主排水泵房水泵服务年限增加，水泵实际排水能力会略有下降，建议加强水泵测试，对水泵实际排水能力下降的，及时进行大修或更换。第五节 供电系统能力核定一、 概况(一)煤矿电源线路情况九里山矿地面设35KV变电所一座，三回电源进线来自不同的110KV区域变电所35KV线路，它们分别是九九线、古九线和九位线。在正常情况下为九九线、古九线两回分列运行；九位线一回带电备用；九九线、古九线两回电源线路均为LGJ-120架空线路，其中九九线线路长3.3km，古九线线路长6.5km；九位线电源线路为LGJ-150架空线路，线路长3.1km；（二）矿井变压器容量等矿井35KV变电所安装三台主变压器，型号均为SF
32、L1-10000/35，正常投入运行两台，一台备用。矿井实际用电负荷12500KW，2005年井下最大涌水量4800m3/h，用电负荷为7570KW。按井下设计最大涌水量7200m3/h计算时的用电负荷为11360KW，则矿井实际用电按井下设计最大涌水量为16290KW计。（三）下井电缆规格及趟数沿副井井筒敷设的下井电缆8路，型号均为ZQD5-6KV 3150mm2电缆，每路长550m。2005年全矿用电量8553万kwh,实际生产原煤105万吨。二、 供电系统能力核定计算 （一）电源线路安全载流量及压降校核。 1、安全载流量校核。 全矿计算电流: 线路LGJ-120允许载流量：环璄温度25时
33、为380A(查表)，考虑环境温度40时温度校正系数0.81，则Ix=380x0.81=307.8(A)。 Ix=307.8AI=298.6A 2、线路压降校核。 LGJ120 线路单位负荷矩时电压损失百分数：cos=0.9时为0.0378%/MWkm(查表)。 则电源线路电压降为：U1%=16.296.50.0378%=3.2%5% 其中：矿井负荷为16.29MW，线路按最长6.5km。 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。 (二)下井电缆安全载流量及压降校核。 1、安全载流量校核。 井下计算负荷电流：Ij= =1366(A) ZQD5-6KV 3150电缆8回，每一回载流量为
34、325A(查表)，则8回允许载流量为： IX 1=8325=2600(A)； 当一回故障停止送电时，其余7回允许载流量： IX2=7325=2275(A)。 IX2=2275(A)Ij =1366A 2、电缆压降校核。 ZQD5-6KV 3150电缆单位负荷矩时电压损失百分数： 当cos=0.8时,为0.521%/MWkm(查表) 则每根电缆线路电压 降为： U2%=(11.360.550.521%)6=0.54%5% 其中，井下负荷为11.36MW，线路长0.55km。 由上校验可知下井电缆安全载流量及电压降均符合要求，当一回电缆故障时，其余电缆能保证井下全部负荷用电。由于井下中央变电所尚需
35、向采区供电，故下井电缆电压降留有一定富余。 (三)电源线路能力计算A=33016 =33016228(万t/ a) 式中：P为线路供电容量 : 当线路允许载流量为2323A时， P=2323350.9=35244kW; 当线路压降为5%时， P=5%0.0378%6.5=20.35(MW)=20350kW 则线路合理 ，允许供电容量取20350kW。 W为上年度吨煤综合电耗。W=8553105=81.46(kWh/t)。 （四）主变压器能力计算 。A=33016=33016=123(万t/ a) 式中 S变压器容量，210000kVA; 矿井功率因数0.95； 为上年度吨煤综合电耗，81.46
36、kWh/t。由以上校验和计算 ，本矿电源线路和下井电缆符合规程要求。根据线路及变压器的能力计算，取其较小值，确定矿井供电系统核定能力为123万t/ a。三、 问题及建议 从上面计算可以看出，矿井电源线路能力较大，如果能够降低矿井年度吨煤综合电耗，矿井供电系统核定能力还会提高。第六节 井下运输系统能力核定一、概况运输系统基本情况为：采煤工作面采出的煤经运输顺槽、运输上下山、运输大巷及强力皮带（上仓）运输进入井底煤仓，由仓下给煤机给入井底铸石槽，再由铸石槽输送至箕斗提升。二、计算过程及结果 东翼：15011工作面：顺槽长度约627m，角度010其运输方式为：SD40T槽2部，V=0.86m/s，输
37、送能力110t/h；SDT650带式输送机3部，V=1.63m/s，输送能力200t/h。运输上山斜长450m，倾角13.5，其运输方式为:SGJ800/2110S带式输送机1部，V=2m/s，输送能力400t/h。东大巷运输长度1100m，其运输方式为:SPJ800带式输送机5部，V=1.63m/s，输送能力300t/h；SDJ150带式输送机1部，V=1.9m/s，输送能力630t/h；DT75带式输送机1部，V=1.9m/s，输送能力630t/h。11煤柱工作面：顺槽长度约185m，角度03其运输方式为：SD40T槽4部，V=0.86m/s，输送能力110t/h；运输上山斜长250m，倾
38、角010，其运输方式为:SD1000P带式输送机1部，V=2m/s，输送能力400t/h；SD40T槽4部，V=0.86m/s，输送能力110t/h。东大巷运输长度346m，其运输方式为:SDJ150带式输送机1部，V=1.9m/s，输送能力630t/h；DT75带式输送机1部，V=1.9m/s，输送能力630t/h。综上分析我矿东翼运输系统中最小环节的运输能力为两工作面最小运输能力之和，即：2110 t/h =220t/h。 西翼：14061里段工作面：顺槽长度约950m，角度03其运输方式为：SD40T槽3部，V=0.86m/s，输送能力110t/h；SDT650带式输送机4部，V=1.6
39、3m/s，输送能力200t/h；SD40P带式输送机1部，V=2m/s，输送能力400t/h。运输上山斜长430m，倾角012，其运输方式为:SGZ880铸石槽输送机3部，V=0.86m/s，输送能力400t/h。西大巷运输长度1528m，其运输方式为:SDJ150带式输送机1部，V=1.9m/s，输送能力630t/h；DT带式输送机2部，V=2m/s，输送能力400t/h。综上分析我矿西翼运输系统中最小环节的运输能力为110 t/h。 由于矿井原煤运输系统还担负着掘进工作面原煤运输任务，所以其掘进工作面的运输能力核定如下：其运输设备有翻煤罗机一台，实测翻煤量为35 t/h ；K2给煤机1台，
40、给煤量200 t/h ；SPJ800带式输送机1部，V=1.63m/s，输送能力300t/h；SDJ150带式输送机1部，V=1.9m/s，输送能力630t/h。综上分析我矿掘进原煤运输系统中最小环节的运输能力为35 t/h。 集中运输能力核定东、西翼大巷带式输送机煤流汇入强力皮带，由强力皮带(上仓)送至井底煤仓，仓下两台K4给煤机给煤流入两部铸石槽，由铸石槽输送至箕斗提升，其强力皮带为SDJ150带式输送机1部，V=1.9m/s，输送能力630t/h，每台给煤机的给煤能力为400 t/h，HYL10铸石槽2部，V=0.86m/s，输送能力400t/h。由此得出我矿集中运输系统中最小环节的运输
41、能力为630 t/h。根据以上情况分析，我矿东、西翼及掘进原煤运输系统中输送能力最小设备运输能力之和为3110+35365 t/h，而集中运输系统中最小环节的运输能力为630 t/h，由此得出我矿井下运输系统年输送能力为A=33016365/（1.2104）160.6万t/a。矿井运输系统能力确定为160万t/ a。三、存在的问题及建议由于东大巷集中运输有5部SPJ800带式输送机，其设备老化，故障率较高，是制约我矿东部运输的瓶颈，建议对此处的设备进行更新。第七节 采掘工作面能力核定一、概况（一） 主要生产采区及接续采区情况1、该矿生产水平集中在一水平（-225m）；生产采区有11、13、14
42、、15四个采区，11采区即将全部回采结束；二水平的首采区24采区正在准备，开拓工程尚未结束，预计2009年11月份投产。2、生产采区情况（见表3.7.1）2003年2005年各采区实际生产情况表3.7.1年度采区回采（t）掘进（t）合 计年累计2003年11采区136155136155100519813采区1249491093013587914采区6554903175868724815采区432663370466362004年11采区630741275075824100601813采区76955147409169514采区6375143103066854415采区161035892016995
43、52005年11采区1697481070170818105010013采区1510044128219228614采区5155614010055566115采区1269454390131335三年合计286169620034030620363062036（二） 主要采煤方法该矿目前主要采用走向长壁倾斜分层或倾斜长壁倾斜分层采煤方法； （三） 采煤工艺及采掘机械化装备情况矿井有综合机械化和炮采两种回采工艺；为了满足矿井生产需要，今年6月新购进一套新型液压支架（100架），并于今年9月安装13采区上山煤柱工作面，届时矿井原煤产量将大幅度提高。（四） 单产单进该矿综采工作面单产在4.4万t左右，炮采工
44、作面单产在1.8万t左右。（五） 主要生产系统、采掘工艺变更等特殊情况下，采掘工作面生产能力发生变化的情况及原因说明该矿自2002年综采工艺试验成功后，矿井于当年达产，2003年生产原煤100.59万t，2004年生产原煤100.15万t，2005年生产原煤105.01万t，由于2005年该矿综采工作面于11月突水，造成综采工作面停产，影响了矿井的原煤产量，否则，矿井于2005年即可达到生产原煤120万t左右，并造成该矿2006年原煤产量降低，但该矿于2006年新装备一套新型液压支架（100架），同时完善了采掘工作面生产技术条件，工作面单产和回采工效将大大提高，本次生产能力核定考虑以上因素，按2005年110月份的实际参数核定。二、采掘工作面生产能力核定计算