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第一章概述第一节核定依据本次核定的依据和标准《煤矿生产能力管理办法》、《煤矿生产能力核定资质管理办法》、《煤矿生产能力核定标准》第二节核定主要系统环节及结果主井提升系统生产能力为120万吨/年;羊涧沟提升能力为380万吨/年;930斜井提升能力为230万吨/年;通风系统能力为210万吨/年;井下运输系统能力为190万吨/年;排水系统核定生产能力为220万吨/年;供电系统核定生产能力为1050万吨/年;采掘工作面核定生产能力为150万吨/年;地面生产系统核定生产能力为150万吨/年第三节最终确定的矿井核定生产能力取上述薄弱环节矿井主井提升系统能力120万吨/年作为矿井的综合生产能力,则最终确定矿井核定生产能力为120万吨/年第二章煤矿基本情况第一节矿井建设情况x年,x矿务局组织修建恢复x矿井,xx年开始排水,1954年6月将积水排完,x年x月正式恢复生产,并于x年12月投产设计能力为90万吨/年_____5月9日x矿发生重大煤尘__事故后矿井停产封闭_____9月1日,__矿和新x矿合并为一个矿,称“x矿”经过40多年的开采侏罗系资源已近枯竭,截止2000年末,累计为国家生产原煤4400万吨,剩余可采储量为
288.4万吨,根据国家有关政策x矿于2001年3月19日关闭破产,并于同年11月12日重新组建为x煤矿集团x煤业有限责任公司井田内侏罗纪资源虽已枯竭,但仍有完善的通风、排水、提升、运输、地面筛选、铁路装车等系统可利用为了解决x矿井生产接替,延长矿井寿命,根据x矿务局设计院编制的“x矿石炭系开拓延深方案”于1998年2月18日开始利用矿井原有生产系统开拓延深石炭系工程,由于资金紧张,同年8月28日停工2000年12月重新开工,于2002年10月20日正式投产石炭系井田位于同忻联合矿井x分区的南部,井田__为
8.27km2,其范围内共赋存有2#、3#、5#、6#、7#、8#、9#共七层煤矿井开拓延伸第一生产水平确定为930水平,首先开拓开采上组的3#和5#煤层(2#煤层不可采),其下组6#、7#、8#、9#煤层待后期开拓开采截至2015年底矿井工业储量
19546.9万t,可采储量
9978.7万吨第二节煤矿生产现状
一、现主要生产煤层、采区工作面情况现有1个综采工作面采煤方法采用单一长壁后退式采煤方法,综合机械化采煤工艺,即破、装、运、支、处五个主要生产工序全部实现机械化,采空区顶板采用自然跨落法辅以人工强制放顶矿井目前主采煤层为C5#层,主要生产盘区为C5#301盘区采掘队组有一个综采队,三机掘队,综采队现开采C5#8112工作面,两个机掘队在C3#层开拓辅助盘区巷道,一个机掘队在C5#层掘进综采工作面顺槽巷道
二、近几年生产完成情况从2001年11月12日重新组建为x煤矿集团x煤业公司以来,产量逐年增加,管理水平不断提升,采煤技术全部实现综合机械化开采2014年矿井产量为
171.4万吨,2015年矿井产量为
172.5万吨
三、今后三年的生产接续安排x煤业公司后三年产量安排均为120万吨/年后三年主要生产盘区仍在C5#层301盘区具体的生产接续安排如下后三年采煤工作面接续表采煤队组工作面编号工作面可采储量万t接续起止日期后一年万t后二年万t后三年万t综采队C5#
811212017.
01.01-
17.
06.2056C5#
810721017.
06.21-
19.
4.165611242C5#
810418019.
4.17-
19.
12.3170全公司总计510112112112第三章煤矿生产能力核查计算第一节资源储量核查资源储量核查报告内容
(1)、石炭二迭系井田地处x石炭系煤田的东部,井田东部为煤层露头区,南部与南郊区联营三矿相邻,西部、西北部与塔山井田接壤,东部、东北部与同忻井田相邻井田南北走向长2000~3000m,东西倾斜长3100~3900m井田__为
8.27km2
(2)、x矿矿井剩余服务年限2015年末可采储量
9978.7万吨矿井服务年限a=
9978.7÷(
1.5×120)=55年井田内所赋存煤层的地质构造较复杂,开采技术条件较差,故储量备用系数取
1.5本次核定生产能力为120万t/a第二节主井提升系统能力核定
1、核定计算条件x煤业公司主井提升机型号为2JK-3,提升方式为单绳双滚筒缠绕,采用一对4T提煤箕斗电机为500KW电机,电机型号为YR500-
8、电机功率500KW,采用TKD-PLC交流提升机电控装置2016年11月4日对主井提升机的箕斗载煤量、提升一次循环时间进行了实测,共测试六次,取其平均值,测定平均提升循环时间为60秒、箕斗载煤量为
4.3T/次
2、主井提升系统计算A=3600×b×t×Pm×k/(104×k1×k2×T)=3600×330×18×
4.3×1/(104×
1.1×
1.15×60)=
121.15(万t/a)式中b——330d;t——18h;Pm——
4.3t(实测);k——取1(立井提升);k1——取
1.1(有井底煤仓);k2——取
1.15;T——60S(提升一次循环时间实测值)由上计算,x煤业公司主井提升核定能力为
121.15万t/a
3、问题与建议现运行的2JK-3提升机,电机功率为500KW,若对装煤设备和箕斗进行改造(载煤量增加),主井提升能力还会有所增加第三节羊涧沟和930斜井提升能力核定
一、概况x煤业公司羊涧沟斜井提升机为JK-
2.5/20,提升方式为单绳单滚筒缠绕,电机功率为320KW,主要担负提升物料2016年11月5日对洋涧沟斜井提升材料、其他物料提升循环时间进行了实测,取其六次平均值,结果为提升材料时间为650s,矿车自重
1.5t载重
3.5tx煤业公司930斜井提升机为JKY
2.5/
2.3/901VB,提升方式为单绳单滚筒缠绕,电机功率为220KW,主要担负提升物料2016年11月5日对930斜井提升材料、其他物料提升循环时间进行了实测,取其六次平均值,结果为提升材料时间为900s,矿车自重
1.5t载重
3.5t
二、计算过程及结果
1、羊涧沟斜井提升能力核定计算根据《煤矿生产能力核定与管理指南》中矿井混合提升能力核定公式式中A—混合井提升能力,万t/a;R—出矸率(矸石与产量的重量比),%;PG—每次提矸石重量,t/次;TM—每次提煤循环时间,s/次;PM—每次提煤重量,t/次;TG—每次提矸循环时间,s/次;M—吨煤用材料比重,%;M=车数×PC/上年度原煤产量(165万t/a);上年度车数_____车左右;计算得M=9%PC—每次提升材料重量,3×
1.5+
3.5t/次;TC—每次提升材料循环时间,取650s/次;D—提升其他材料次数,每班按5~10次计(指下__、设备、长材等)取10次/班;TQ—每次提升其他材料循环时间,取650s/次;TR—每班上下人总时间,s/班,与副井提升能力核定相关规定相同;k1—提煤和提矸不均匀系数,取
1.25因洋涧沟运输斜井不提煤、不提矸及不运输人员,则洋涧沟的提升能力按下式计算A1=330×3[6×3600-DTQ/104×MTc/PC]=330×3[6×3600-10×650/104×
0.09×650/15]=
383.3万t/a
2、930斜井提升能力核定计算A=330×3[6×3600-DTQ/104×MTc/PC]式中TC—每次提升材料循环时间,取900s/次;TQ—每次提升其他材料循环时间,取900s/次;其它参数与上式相同则930斜井提升能力为A2=330×3[6×3600-DTQ/104×MTc/PC]=330×3[6×3600-10×900/104×
0.09×900/15]=231万t/a
3、结论由上述计算可知,羊涧沟斜井提升能力核定为
383.3万t/a,930斜井提升能力核定为231万t/a第四节井下排水系统能力核定
一、概况矿井为两级排水,原1165水平__泵房__D155-30×9离心式水泵3台,其中2台工作,1台备用沿副井筒__Φ150mm排水管路2趟,(1趟工作,1趟备用),排水高度约94米1165水平涌水量基本固定约100m3/h,2016年6月山西煤矿设备安全技术检测中心技术测定水泵平均小时排水能力
134.3m3/h,额定流量155m3/h矿井14#层1165水平设内外水仓,两水仓容量约为2000m3现开采石炭系煤层,该煤层正常涌水量116m3/h,最大涌水量145m3/h,在C5#层930水平泵房__MD280-65×7离心式水泵3台,其中2台工作,1台备用沿930材料暗斜井筒__Φ200mm排水管路2趟,到主井筒出地面(1趟工作,1趟备用),排水高度约330米据设备技术测定水泵小时排水能力240m3/h,额定流量280m3/h矿井C5#层930水平设内外水仓,两水仓容量约为2000m3
二、计算过程及结果
(一)、校验水泵是否在20h内排出24h的正常涌水量和最大涌水量由于地质报告提供的正常涌水量和最大涌水量1165水平基本固定100m3/h,,故取其值为能力核定的计算依据1165水平正常涌水时,1台泵工作,20h排水量
134.3×1×20=2686m3;正常涌水时,24h涌水量100×24=2400m32686m3;930水平正常涌水时,1台泵工作,20h排水量240×1×20=4800m3;正常涌水时,24h涌水量116×24=2784m34800m3最大涌水时,24h涌水量145×24=3480m34800m3;以上计算表明,1165水平1台水泵及1趟管路工作,930水平1台水泵及1趟管路工作,备用水泵及管路未投入,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》要求,且说明排水系统能力较大
(二)、水仓容量校验由于矿井正常总涌水量Qs=216m3/h1000m3/h,水仓容积应符合V≥8Qs要求8×Qs=8×216=1728(m3)实际水仓容量4000m31728m3,满足《煤矿安全规程》要求
(三)、正常涌水时水泵排水能力计算An=330×(20×Bn/104Pn)=330×(20×
748.6/104×
0.46)≈
227.3(万t/a)式中Bn为工作水泵总排水能力因为1165水平和930水平工作水泵平均小时排水能力(
134.3+240)/2=
374.3m3/h,所以Bn=
374.3×2=
748.6(m3/h)Pn为上年度平均日产吨煤所需排正常的涌水量Pn=Qs×24×330/
374.3×104=216×24×330/
374.3×104≈
0.46(m3/t)式中Qs=100+116=216m3/h
(四)、最大涌水时水泵排水能力计算Am=330×(20×
748.6/104×
1.04)≈513(万t/a)式中Bm为工作水泵加备用水泵总排水能力Bm=
134.3+240×4=
748.6m3/hPm为上年度日产吨煤所需排最大的涌水量Pm=Qm×24×330/
187.15×104=245×24×330/
187.15×104≈
1.04(m3/t)式中Qm=100+145=245m3/h
(五)、结论通过以上校验和计算,排水系统符合规定要求,取计算结果的最小值,确定矿井排水系统核定能力为
227.3万t/a
4、问题和建议现运行的1165水平泵房副井筒排水管路,运行多年锈蚀严重,管壁变薄,分水截门锈蚀较重,需更换,以提高排水效率第5节供电系统能力核定
一、概况x煤业公司电力系统由西万庄220KV变电站双回路供至四老沟110KV变电站,两回路电源线路均为LGJ-240架空线路,每回线路长
11.086KM该站两台主变为x煤业公司供电,型号为SFS-45000/
110、SFS-50000/110;其中一台工作一台备用x煤业公司总装机容量23942KW,运行容量10195KW,其中井下最大用电负荷2965KW,入井两趟双回路电源电压为6KV,其中一趟双回路电缆型号为MYJV22-185线路长2000M;另一趟双回路电缆型号为MYJV22-185线路长2000M2015年全公司用电量为3400万KWh,实际生产原煤
172.5万吨,综合电耗
20.35KWh/t,原煤电耗
20.58KWh/t
二、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I=P/
1.732U×COS∮=10195/
1.732×110×
0.9=
59.5(A)线路LGJ-240允许载流量环境温度25℃时为610A(查表),考虑环境温度40℃时温度较正系统为
0.81,则Ix=610×
0.81=494(A)Ix=494(A)>I=
59.5(A)
2、线路压降校核LGJ-240线路单位负荷矩时电压损失百分数当COS∮·KM(查表)则电源线路压降为△U1%=
10.195×
11.086×
0.272%/100=
0.307%<5%.其中:矿井负荷
10.195MW线路长
11.086KM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
(三)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=2965/
1.732×6×
0.8=357(A)电缆MYJV22-185允许载流量为380A(查表)则IX1=2×380+2×245=1250(A)当YJV22-185一回故障停业供电时,其余3回允许载流量IX2=1250-380=870(A)Iy2=870(A)>IJ=357(A)
2、电流压降校核电缆YJV22-185线路压降校核YJV22-185电缆单位负荷矩时电压损失百分数当COS∮=
0.8时,为
0.439%/MW·KM查表则一回路压降为:△U21%=
2.965×2×
0.439%=
2.6%<5%.其中井下负荷
2.965MW线路长2KM
②另一回路压降相同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
(四)电源线路能力计算A=330×16P/104W=330×16×84707/104×
20.35=2198(万t/a)式中P为线路供电容量,当线路允许载流量为494A时,P=
1.732×494×110×
0.9=84707KW;当线路压降为5%时,P=5%/
0.272%/100×
11.086=
165.8MW=165800KW则线路合理允许供电容量取84707KW,W为上年度吨煤综合电耗电量
20.35(KWh/t)
(五)主变压器能力计算A=330×16S·ψ/104W=330×16×45000×
0.9/104×
20.35=1050万t/a式中S─变压器容量45000KVAψ─矿井功率因数,取
0.9W─上年度吨煤综合电耗电量
20.35(KWh/t)由以上校验和计算,本公司电源线路和下井电缆符合规程要求,根据线路及变压器能力计算取其较小值,确定矿井供电系统核定能力为1050万t/a第六节井下运输系统能力核定大巷运输皮带共两部,分别为NO1强力皮带(大倾角)、NO2301盘区皮带,主要技术特征如下皮带机序号皮带机型号生产厂家带宽m带速m/s电机功率及台数KW设计运输能力t/h__倾角°运输长度mNO1DTC100/45/3×315广东石龙煤机厂
12.53×28045025730NO2STJ1200/2×250广东石龙煤机厂
1.
23.52×25015000-3500930水平缓冲煤仓K4改煤机调定改煤量450t/h
1、NO1大倾角强力皮带运输能力核定⑴按实际皮带运输状况计算运输能力对大倾角皮带单位输送机负载量数据进行了实测,对实测的五组数据取其平均值为55KgA实=(3600×330×V×W)/(
1.2×107)式中W——为单位皮带运输机长度负载重量,单位Kg,井下实际测W=55KgV——为带速,
2.5m/s则A实=(3600×16×330×V×W)/(
1.2×107)=(3600×16×330×
2.5×55)/(
1.2×107)=
217.8(万t/a)⑵按皮带运输机的原设计能力计算年运输能力大倾角皮带设计小时运输能力为450t/hA设计=330×16×450/
1.2×104=198万t/a综上应按设计能力198万t/a为生产能力核定值,因设计能力小于实测生产能力
1、NO2C3#层301盘区皮带运输能力核定1两部盘区皮带机型号为STJ1200/2×250,带速为
3.5m/s,铺设长度为500m,__倾角为0-3°,带宽
1.2m,设计小时运输量为1500t/h,远远超过大倾角NO1的运输能力,故NO2盘区皮带运输能力不再核定综上所述,x煤业井下运输能力的核定,以薄弱环节大倾角皮带运输能力为准,故井下运输能力核定为190万t/a第七节采掘工作面能力核定
一、概况矿井目前主采煤层为C5#层,主要生产盘区为C5#301盘区采掘队组有一个综采队,三个机掘队
1、主要采煤方法x煤业公司回采队组为综合机械化采煤队,综采工作面采用走向长壁低位放顶煤采煤方法
2、采煤工艺及采掘机械化装备情况x煤业公司采煤机械化程度100%,掘进装载机械化程度100%,综掘机械化程度100%一般情况下生产工艺过程为采煤机端头斜切进刀,割通三角煤后,前滚筒割顶煤,后滚筒割底煤并装煤,工作面运输机运煤,距采煤机后滚筒
4.5m依次移架,及时支护,采煤机后15m开始顺序移溜,放顶煤,移后部溜子,如此循环往复队组机组支架工运机转载机皮带机破碎机综采MG-400/930-WD_______/23/35SGZ800/800SZZ1000/525DSJ120/150/3×250PCM-400主要设备情况表三个机掘队组机组型号两台EBZ-260一台EBZ-
2204、单产情况x煤业公司管理技术逐年增强,产量逐年提升,单产水平逐年提高2014年矿井产量为
171.4万吨,单产
14.3万吨/个月;2015年矿井产量为
172.5万吨,单产
14.4万吨/个月
5、采掘工作面生产能力发生变化的情况和原因矿井采掘工作面生产能力2015年矿井产量比2014增加
1.1万吨,生产能力相比变化不大,生产能力较稳定
二、计算过程和结果
1、采煤工作面能力x煤业公司所采煤层为厚煤层,根据前两年回采工作面的实际情况矿井采煤工作面前两年生产能力如下AC=10-4×L×T×P×N(万t/a)式中AC---采煤工作面平均生产能力,万t/a;L---采煤工作面平均长度m;T---采煤工作面平均年推进度m;P---煤层平均生产能力t/m2,N---采煤工作面平均个数,个;平均数按加权平均数2014---2015年度产量统计表单位万t年度20142015累计平均全矿产量
171.
4172.
5343.
9171.95回采产量
158.
1157.
5315.
6157.8掘进产量
13.
31528.
314.15采掘比
8.
419.
5217.
938.972014---2015年度工作面平均长度与平均推进度表单位m年度20142015累计平均工作面平均长度___120234117工作面推进度82354713706852014---2015年度工作面平均个数单位个月年度20142015累计平均工作面个数
0.
8511.
850.925根据以上统计数据,2014-2015年工作面平均水平为AC=10-4×L×T×P×N=10-4×117×685×
14.25×
0.925=
105.64万t/a式中AC---采煤工作面平均生产能力,万t/a;L---采煤工作面平均长度117m;T---采煤工作面平均年推进度685m;P---煤层平均生产能力
14.25t/m2,N---采煤工作面平均个数,
0.925个;
2、掘进工作面年掘进煤量根据前两年掘进工作面的实际情况,掘进煤量占回采煤量的比例为
8.97%,AJ=AC×C万t/aAJ---掘进工作面前两年平均的生产能力;AC---采煤工作面前两年平均的生产能力;C---掘进煤占回采煤量的比例AJ=
105.64×
8.97%=
9.48万t/a则矿井2014---2015年采掘工作面平均能力为A=AC+AJ=
105.64+
9.48=
115.12万t/a
(二)、采煤工作面年生产能力计算公式为AC=10-4×L×h×r×b×n×N×c×a万t/a式中AC---采煤工作面年平均生产能力,万t/a;L---采煤工作面平均长度
127.5m;h---采煤工作面煤层平均采高,
11.65m;r---原煤视密度,
1.46t/m3b---采煤工作面平均日推进度,
3.1m/d;n---年工作日数,330d;N---正规循环作业系数,
0.8;c---工作面回采率,
0.8%;a---回采工作面平均个数,1个即回采工作面生产能力AC=10-4×
127.5×
11.65×
1.46×
3.1×330×
0.8×
0.8×1=142万t/a2017年计划掘进进尺3400m,掘进煤量Aj=
7.2万吨则矿井产量为A=AC+AJ=142+
7.2=
149.2万t/a计算结果核定x煤业公司矿井采煤工作面生产能力为142万t/a,掘进工作面能力为
7.2万t/a,最后核定矿井采掘工作面生产能力A=150万t/a
三、问题和建议加快工作面搬家速度,提高工作面单产,回采煤量还会提高第八节通风系统能力核定
一、矿井概述
一、矿井概况x煤业公司井田地处x煤田之东南部,位置距x市西南
22.5公里口泉沟中部,其地理坐标为东经112°59'49〞~113°04'06〞、北纬39°58'38〞~40°01'11〞东距大运高速路
22.5公里,矿内有x至王村运煤铁路专线经过,并每日有客车通行有公路相通交通便利井田的北部和东北部与同家梁矿井田相邻,西部与南部与四老沟井田接壤,东南边界为x盆地东南翘起的煤层露头区井田呈北西-南东向,长约
6.3km,北东-南西向宽约
2.2km,石炭系井田__为
8.27km2x煤业公司是原x矿资源枯竭关闭破产后,于2001年11月重组成立的矿井矿井于1955年兴建,1958年投产井田内侏罗系共有可采煤层9层,现已基本采完石炭系井田共有3#、5#、6#、7#、8#、9#六层煤,表内储量为22450万吨,可采储量为
9645.6万吨,其中C3#层中可采储量为
406.3万吨,C5#层可采储量为
5675.6万吨,现在全井田剩余储量为
20113.0218万吨矿井设计能力为90万吨,通风能力为215万吨矿井开拓方式为立井、斜井开拓,矿井现开采C5#层301盘区全矿井各盘区队组分布情况如下采煤工作面分布明细工作面类型区域层别编号队组生产C5#层301东部盘区8112面综采队生产C3#层301北部盘区8112面综预队备用C5#层301西部盘区8107面准备队在掘C5#层301盘区8112泄水巷机掘一队在掘C3#层301北部盘区辅助轨道巷宏泰14队在掘C5#层301东部盘区5104巷宏泰28队
二、通风系统矿井采用__并列抽出式通风矿井有__、完整、稳定的通风系统西风井__两台型号为2K60-4-NO.28轴流式改造型主要通风机,其中一台正常运转,一台备用主要通风机电机功率为1000kw,叶片角度为0°,风压为1800Pa矿井内各盘区均有专用回风巷,各采掘工作面、峒室等均实现__通风系统各掘进工作面局部通风机均采用“三专供电”,实现“风电”、“瓦电”闭锁和“双风机双电源”自动切换
2、矿井现有一个生产盘区(即C5#层301盘区),盘区使用三巷布置,分别为皮带巷、轨道巷和回风巷,C5#层301盘区进风量为4652m3/min,回风量为4738m3/min全矿所有盘区全部按规定布置和使用专用回风巷,各盘区主要进回风量详见下表地点C5#层301盘区C3#层301盘区1165水平930水平进风量m3/min465235647798445回风量m3/min473837038438622
(三)、主扇运行情况
1、西风井__两台型号为2K60-4-NO.28轴流式改造型主要通风机,其中一台正常运转,一台备用主要通风机电机功率为1000kw,叶片角度为0°主要通风机运行稳定,无任何故障记录、主扇型号、电机功率、叶片角度、运行参数、风量、风压、外部漏风量、等积孔、最大通风流程等详见下表名称主扇型号电机额定功率kw电机运行功率kw叶片角度风机排风量m3/min负压Pa外部漏风量m3/min等积孔m2量大通风流程m西风井2k60-4-No.2810005200°
970218002354.
4260782、西风井主扇担负全矿井供风
(四)、瓦斯管理情况矿井属于瓦斯矿井,瓦斯鉴定为矿井瓦斯绝对涌出量为
1.21m³/min,相对涌出量为
0.36m³/t;二氧化碳绝对涌出量为
3.95m³/min,相对涌出量为
1.18m³/t在公司内设有一支专职的瓦斯队伍,下设分管副区长1名,瓦斯技术员1名,瓦检员27名对瓦检员进行了通风、瓦斯等知识和技能培训,经考核合格后,持证上岗并严格执行了“一炮三检”、“三人连锁放炮”制和井下手拉手交__制,并做到了井下记录牌板、检查手册、瓦斯台帐“三对口”各采掘面做到专职瓦检员每班至少两次的巡回检查,并在每个采掘工作面配备两台瓦斯传感器,实现“瓦电”闭锁,杜绝了瓦斯事故的发生
(五)、安全监测监控系统运行情况矿井现使用一套KJ2000N型监测系统,按《煤矿安全规程》要求,全部正常运行,设备__使用情况详见下表设备名称型号__数量(台)分站(干线扩展器)KG2007G8断电器KDG3D8甲烷传感器KGJ28A25风速传感器KFW155一氧化碳传感器GT500A13负压传感器KG9501B2温度传感器KGW1312开停传感器KGKT-C108风门开关传感器___304风筒传感器GFT63烟雾传感器GQL
0.13馈电传感器KGE238
(六)、通风管理机构及人员配备公司设有通风区,通风区下设通风工程队、防尘队、救护队、监测队、综合队、自救器发放室,全区在册人员130人,其中工程队23人、瓦斯队27人、救护队24人、监测队13人、干部及技术人员11人
二、矿井通风能力核定
(一)、矿井通风能力核定办法矿井按照通风能力核定标准的方法二作为核定方法,即由里向外核算法另矿井2014年度矿井瓦斯等级鉴定表明为瓦斯矿井,因此以下计算过程中公式及参数选取均以瓦斯矿井要求为准
(二)、矿井需风量计算根据矿井需风量计算,各用风地点需要风量为(见下表)地点名称需要风量(m3/min)备注C5#8112面1300综放C5#8110面700撤架C3#8112面1100综采C5#8107面700撤架C5#层8112泄水巷650机掘C3#层辅助轨道巷550机掘C5#层5104巷550机掘930材料暗斜井车房120硐室C3#层301火药库180硐室C3#层301北部电所90硐室C5#层电所60硐室C5#层东部电所60硐室C5#层西部配电点60硐室301回风60其它东1165尾150其它避灾斜井绕道60其它避灾斜井底60其它C3#南部材料巷尾150其它C3#南部皮带巷尾150其它C5#南部回风尾150其它C5#东部材料巷尾210其它C5#西部材料巷尾210其它C5#西部皮带巷尾210其它C5#西部辅助轨道巷210其它矿井需要配风量__01m3/min根据下式计算,矿井通风系统的实际需风量为Q矿=(∑Q采+∑Q备+∑Q掘+∑Q峒+∑Q其它)×K矿通=(3800+1750+570+1620)×
1.15=__01m3/min∵矿井西风井实际回风能力为9397m3/min∴Q矿=__01m3/min,满足矿井实际需风要求
1、矿井各采掘工作面特征按照矿井总进风量与矿井各用风地点的需风量,按有关规定的合理采掘比,由公式Q扇≥(∑Q采+∑Q备+∑Q掘+∑Q峒+∑Q其它)×K×K外算出矿井可布置的回采工作面个数m1=2,掘进工作面个数m2=3(详见下表)采煤工作面特征表层别、盘区及工作面编号工作面平均长度m平均采高m工作面平均控顶距m采煤方法生产能力(万t/a)C5#8112工作面
1203.26综放
100.3C3#8112工作面
1103.
35.045综采
94.8掘进工作面特征表层别、盘区及工作面编号巷道断__m2巷道纯煤__m2日进尺m/d生产能力(万t/a)8112泄水巷
11.
0811.
08105.1辅助材料巷
14.
714.
7107.05104巷
14.
714.
7107.0根据当年度采掘工作面核定的生产能力,矿井通风能力为A=∑A采+∑A掘式中A—矿井通风能力,万吨/年A采—回采工作面正常生产条件下的年产量,万吨/年A掘—掘进工作面正常掘进条件下的年进尺换算成煤的产量,万吨/年即根据上式各采掘队组的产煤量相加即为该通风系统的生产能力∑A采=
193.4万吨/年,∑A掘=
21.4万吨/年则A=∑A采+∑A掘=
214.2万吨/年按照通风能力核定标准就近下靠原则确定矿井通风能力为210万吨/年
三、矿井通风能力验证
一、矿井主要通风机性能验证矿井排风量9397m3/min,负压1800pa由主扇的风机特性曲线可以看出,主扇现运行的工况点处在风压特性曲线“驼峰”的右侧,在合理范围之内,运行稳定
二、矿井通风网络验证主扇风量与风压的情况Q扇=9702m3/min,h阻=1800pa<2500pa矿井主要通风机的通风阻力在规定的合理工作范围内,符合要求
三、用风地点有效风量及稀释瓦斯能力验证(见表)矿井用风地点有效风量验证表名称地点风量(m3/min)风流速度(m/s)温度(℃)瓦斯浓度(%)需风量实测风量是否满足要求规程规定实际测定是否符合要求规程规定实际测定是否满足要求规程规定实际实测是否满足要求矿井盘区主要进回风巷副立井4669是<
82.35是>27是<
0.50是主井402是<
80.335是>29是<
0.50是羊涧沟斜井4153是<
84.77是>212是<
0.50是西风井__019224是<
157.84是>214是<
0.750是采、掘工作面C5#811213001365是>
1.0<
41.75是<2619是<
1.
00.08是C5#8107700774是>
0.25<
40.733是<2617是<
1.00是C3#81121100___2是>
1.0<
41.4是<2618是<
1.
00.06是C3#层辅助轨道巷550598是>
0.25<
41.083是<2617是<
1.00是C5#层5104巷550632是>
0.25<
41.317是<2617是<
1.00是C5#层8112泄水巷650736是>
0.25<
41.533是<2618是<
1.00是峒室930材料暗斜井车房120132是————<3018是<
0.50是C3#层301火药库180206是————<3018是<
0.50是C3#层301北部电所9096是————<3018是<
0.50是C5#层电所6063是————<3017是<
0.50是C5#层东部电所6065是————<3015是<
0.50是其它地点东1165尾150163是>
0.
150.47是<3017是<
0.50是避灾斜井绕道6062是>
0.
150.224是<3016是<
0.50是301回风6064是>
0.
150.267是<3016是<
0.50是避灾斜井底6075是>
0.
151.83是<3018是<
0.50是C3#南部材料巷尾150188是>
0.
150.27是<3017是<
0.50是C3#南部皮带巷尾150162是>
0.
150.32是<2619是<
0.50是C5#南部尾回100165是>
0.
150.27是<2618是<
0.50是C5#东部材料巷尾210219是>
0.
150.32是<2618是<
0.50是经对矿井内采区有效风量的测定核查,矿井内各用风地点的有效风量全部能满足风量需要根据对全矿三个进风井,一个回风井及各主要进回风巷风流参数的实际测定,各地点风速、温度、瓦斯浓度均符合《煤矿安全规程》规定
四、矿井通风能力核定结果确定按照以上方法所计算的通风能力为矿井初步通风能力,经验算各项数据全部符合《煤矿安全规程》有关规定最终确定全矿井通风能力为210万吨/年第九节地面生产系统能力核定
一、地面生产系统的基本条件x煤业公司生产原煤通过接受煤仓直接上洗煤厂皮带,洗精煤上选煤楼主煤皮带至落地皮带落地储煤场能力12万吨
二、地面运输能力核定
1、主煤皮带皮带机型 号生产厂家带 宽mm带 速m/s电机功率安装倾角运输能力自制
10002.475KW15°350t/h年输送能力为A=330×16×A1/
1.2×104=330×16×350/
1.2×104=154万t/a式中A——年处理能力,万t/a;A1——设备小时生产能力,t/h;
1.2——系统中各环节设备的处理能力不均衡系数
2、落地皮带落地皮带主要技术特证表皮带机型 号生产厂家带 宽mm带 速m/s电机功率安装倾角运输能力自制
10002.530KW6°360t/h年输送能力为A=330×16×A1/
1.2×104=330×16×360/
1.2×104=158万t/a式中A——年处理能力,万t/a;A1——设备小时生产能力,t/h;
1.2——系统中各环节设备的处理能力不均衡系数
三、运销站装车能力计算装车方式多点装车装车设备SGZ830/630刮板输送机装车能力450t/h装车能力为A=330×10×A1/
1.2×104=330×10×450/
1.2×104=123万t/a式中A——年处理能力,万t/a;A1——设备小时生产能力,t/h;
1.2——系统中各环节设备的处理能力不均衡系数
四、铁路运输能力的核定每列车平均载重1400/列(20辆C70)每天的列车数3列年铁路外运煤能力为A=330×N×G/K×104=330×3×1400/
1.2×104=115万吨/年式中A---铁路外运能力万吨/年N---每天的列车数列/天G---平均每列车净载量吨/列K---运输不均匀系数取
1.1-
1.2计算结果地面生产系统的核定能力取其系统中最小环节能力,即为年输送能力154万t/a。