核定工作的简要过程.doc

双鸭山矿业集团有限责任公司东荣二矿生产能力核定报告书 第一章 概 述 第一节 核定工作的简要过程 我单位受双鸭山矿业集团有限责任公司东荣二矿的委托，承担该矿井的生产能力核定的任务，于2006年12月8日向该矿提出提交该矿图纸、文字和数据等矿井生产能力核定所需的资料，12月9日该矿向我单位提交相应的资料，通过核查资料，于12月10日进入该矿进行各生产系统的实地核实，于12月12日进行煤矿生产能力核定报告书的撰写工作。 第二节 核定依据的主要法律、法规、规范和技术标准 本次核定的有关法律、法规和技术标准 （1）国家发展和改革委员会、国家安全生产监督管理总局和国家煤矿安全监察局，联合下发的煤矿生产能力管理办法、煤矿生产能力核定资质管理办法和煤矿生产能力核定标准的通知； （2）中华人民共和国安全生产法； （3）中华人民共和国矿山安全生产法； （4）中华人民共和国煤炭法； （5）煤矿安全规程； （6）煤炭生产许可证管理办法国务院令的168号； （7）煤矿通风能力核定办法（试行）安监总煤字[2005]42号； （8）煤炭工业矿井设计规范GB5021594； （9）以矿井提供的各种数据、资料、图纸做为核定能力的主要参考依据。 第三节 核定主要系统环节及结果 核定的主要系统环节及结果为 根据本矿井提供的资料，截止到2005年末，本矿井剩余资源283.204 Mt，可采储量127.100 Mt。采区回采率为82.8。按该矿本次申请的矿井生产能力2.60 Mt /a计算，该矿井剩余服务年限34.9a，符合煤炭工业矿井设计规范对矿井服务年限的有关规定。经核算，核定生产能力为2.6Mt/a。 资源储量能力核定为2.6Mt/a。 提升系统能力核定为2.63 Mt/a。 井下排水系统能力核定3.0 Mt/a。 运输通过能力核定为2.96 Mt/a。 供电系统能力核定3.407 Mt/a。 采掘工作面能力核定为2.652 Mt/a。 通风系统能力核定为2.801 Mt/a。 地面生产系统能力核定为2.64 Mt/a。 第四节 最终确定的煤矿核定生产能力 根据对矿井各生产系统的核定结果，取其中能力最小的为本次核定最终确定的生产能力，该矿井本次最终确定的煤矿核定生产能力为2.6Mt/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 东荣二矿位于集贤县境内，距双鸭山市中心40 km，同三公路在井田中部经过，交通方便。井田面积26.1618 km2，本矿井经济类型为国有独资，行政区划隶属黑龙江省双鸭山市集贤县。 本区属于三江平原西南部，属高河漫滩低平地形，地势东南低，西北高，海拔标高6668m，井田内有龙湖河，为季节性河流，矿井周遍为农田，井田南北走向，倾向东，最高气温（7-8）35℃，最低气温-34℃，年平均气温3℃3.5℃，由11月至次年4月为结冻期，最大冻结深度1.52.08米，年降雨量325.7692mm，集中在79月份，年蒸发量1095.51430.6 mm。 该地区冬季以西北风为主要风向，夏季多东南风，风力一般24级，最大可达7级，春季多大风天气，本区地震烈度为VI级。 二、井田边界 根据中华人民共和国国土资源部颁发的采矿许可证，本矿井井田走向长度为4.5km，倾向长度5.7km，矿区面积26.1618km2，井田范围由下列各拐点坐标控制。见表2-1-1。 表2-1-1 矿井范围各拐点坐标表 煤层 拐点 坐标 煤层 拐点 坐标 X Y X Y S0 5189635 44459725 N14 5194880 44458245 S1 5189865 44459260 N15 5195345 44458985 S2 5189940 44458936 N16 5195235 44459545 S3 5190325 44458700 N17 5195290 44459770 S4 5191655 44456750 N18 5195510 44460560 S5 5191835 44456305 E19 5195190 44460560 S6 5192450 44455750 E20 5194600 44461100 S7 5192700 44454965 E21 5193685 44460950 S8 5193028 44457275 E22 5192465 44460535 W9 5193875 44457320 E23 5191890 44460265 W10 5194930 44454780 E24 5191010 44460485 N11 5196100 44456710 E25 5190315 44460260 N12 5195940 44457190 E26 5190090 44459995 N13 5195110 44457945 开采深度 -160～-900 三、井田地质情况 1、含煤地层 井田内地层有下元古界麻山群、古生界泥盆系、中生界侏罗系、新生界第三系和第四系。 2、构造 本井田位于绥滨～新安镇拗陷带的东辉～东荣向斜东翼的中段，井田内以近南北走向、宽缓的、不对称的向南倾伏的背、向斜及与其相伴的弧形断裂构造为主。 四、煤层赋存情况 矿井可采和局部可采煤层18层，累计平均厚度23.96米，主采煤层4层，煤层倾角18～25度。 五、矿井水文地质情况 该矿井水文地质条件为裂隙充水简单型矿床，地表有二道河子，从西南二个方向流入本区，雨季时流量5.8 m3/S，为季节性河流，对矿井影响不大，矿井充水主要来源断层裂隙水和采空区岩层裂隙水，矿井最大涌水量655m3/h，正常涌水量235.5m3/h。 第二节 矿井建设情况 东荣二矿于1991年建矿，1994年末投产，设计能力为150万吨/年，2003年达产，2005年原煤产量234.5万吨。2006年7月，经黑龙江省煤炭工业协会技术委员会专家组核定生产能力为255万吨/年。 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 （一）主要生产系统 1、采掘系统 该矿有3个综采工作面，12个掘进工作面，其中2个为综掘工作面。 2、提升系统 东荣二矿主井为立井箕斗提升，主井绞车型号为JKMZ-44（1）E（DR）型多绳摩擦轮绞车，提升速度9.25 m/S，电动机功率2200KW，16吨箕斗，提升高度633米，副井为罐笼提升，绞车型号为JKM3.25（I）E型多绳摩擦轮绞车，提升最大速度9.5 m/S，电动机功率1250KW，罐笼为双层双车，矿车为1吨，井筒直径7.2 m，提升高度569米。 3、井下运输系统 采煤工作面下巷为溜子连续化运输，井下主运输巷道全长1045米，用ZK10-6/550电机车，MDC3.3-6/3t矿车运至翻车机，卸至煤仓，由主井绞车提至地面，经皮带运至筛选厂，铁路装车外运。 矸石由二段绞车提至一水平主运道，用ZK10-6/550电机车，用1吨U型矿车运至车场，副井绞车提至地面，运往矸石山。 4、井下排水系统 本矿井采用一段排水，在一水平设中央水泵房，安装5台MD280-6010水泵，电动机850KW，二台运转，二台备用，一台检修，用两趟Φ350mm排水管路直接排到地面，矿井正常涌水量235.5 m3/h，最大涌水量655 m3/h，水仓容积3707 m3。 5、井下通风系统 东荣二矿采用混合式通风方式，通风方法为抽出式，全矿井有三个立井，一入二排，副井断面44.2 m2,入风量9240 m3/min;主提升井兼回风井，断面23.8 m2,排风量5325 m3/min；北翼1号风井断面19.6 m2,排风量4650 m3/min。矿井合计排风量9975 m3/min，矿井需要风量6780 m3/min，有效风量7896 m3/min，等积孔5.11 m2。 6、供电系统 该矿井供电电源由矿业集团供电公司东荣二矿变电所供给，高压电源分别由红东甲线和集贤线供电，红东甲线为60kV，LGJ-240mm2，23.5km，集贤线为60KV，LGJ-240mm2，22km。两台变压器供电，为SFZL-12500/60KVA。 五条120mm2，6kV铠装电缆入井，长度970米，井下共有42台变压器，用3000V、1140V、660V，370110矿用阻燃橡套电缆送到采区，采掘工作面和井下用电设备。 7、地面生产系统 该矿井地面有筛选厂，有ZPGL破碎机2台，筛子2台，分级粒度为50mm、25 mm，贮煤场为皮带架头落地式贮煤6万吨，装车仓9000吨，火车外运。 二、通风方式 东荣二矿采用混合式通风方式，通风方法为抽出式。 三、现主要生产煤层、采区、工作面情况 该矿井目前主要生产煤层为16号层、17号层、18号层，其中16号层煤厚2.0米，17号层煤厚3.5米，18号层2.0米。 矿井主要生产采区二个，分别是中一上采区、南二上采区。三个准备采区为南二下延采区、南三上采区、东二上采区。 现有三个综采工作面12个掘进工作面，其中综掘工作面2个。 四、近几年生产完成情况 本矿井前三年实际产量为2003年产量为180.5万吨，2004年产量为202.5万吨，2005年产量为234.5万吨。 五、煤炭资源回收率情况 本矿井采区回采率为85，采煤工作面回采率为95，符合储量管理规程中中厚煤层采区回采率不低于85，采煤工作面回采率不低于95的规定。 六、今后三年的生产接续安排 本矿井今后三年的采煤接续见采煤接续表（表2-3-1），掘进工作面接续见矿井采掘接续图。 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） 1、资源储量计算范围 本井田范围可采和局部可采煤层18层，累计平均总厚度为23.96米。批准的井区范围及资源储量计算的边界由采矿许可证中各拐点的坐标依次连接圈定（见采矿许可证副本）。 2、选取的主要参数和工业指标 工业指标按国家规范、规定执行，最低可采厚度0.7m。最高灰分不超过40。 3、估算结果 截止到上年年末，本矿井共剩余资源28320.4万吨，其中能利用储量277112.6万吨，可采储量12710.0万吨。 二、煤层赋存条件、资源储量发生变化情况及原因说明 该矿至今没有发生资源储量注销，报损和转出转入情况。 三、资源储量核查结果 截止到上年年末，本矿井剩余可采储量12710.0万吨，按本次拟核定的生产能力，本矿井剩余服务年限为 式中a煤矿剩余服务年限，a； G煤矿核定能力时上年末可采储量，万吨；取12710.0万吨。 A煤矿拟调整的核定生产能力，万t／a；取260万t / a。 KB储量备用系数，取1.4。 计算结果 a12710.0/2601.4 34.9a 符合煤炭工业矿井设计规范对矿井服务年限的有关规定。 经核算，核定生产能力为260万t/a。 第二节 主井提升系统能力核定 一、概况 东荣二矿主井为立井箕斗提升,主井绞车型号为JKM44ⅠE（dr）型多绳磨擦轮式绞车,电动机2200KW,井筒深633m,提升最大速度9.25m/s,箕斗载煤量16t,付井为罐笼提升,绞车型号JKM-3.254ⅠE多绳磨擦轮绞车,提矸,下料、人员升入井等辅助提升,井筒深569m,提升最大速度9.5m/s,电动机1250KW,双层双车,矿车规格U-1型。 该矿井提升系统保护装置完善，运转正常，提升系统技术档案齐全，各种运转、维护、检查及事故记录齐全，每天坚持3小时检查维护时间，矿业集团机电处定期对绞车性能进行测试，锅炉检定所定期对主轴进行超声波探伤检查。 二、计算过程及结果 核定公式 1、核定一次提升量 该矿提升容器为J-16箕斗，载重量16吨； 2、年工作日,日提升时间的确定 按照规定取年330天，该矿定量装载自动化运行故日提升时间取18小时； 3、装满系数、提升不均匀系数、设备能力富余系数的确定 按照规定取装满系数立井 取1.0 有缓冲仓提升不均匀系数 取1.1 设备能力富余系数 取1.1 4、确定循环时间 每提升一次循环时间 根据最大速度V9.25m/s,核定一次循环时间Tg0.105Lt45114s 实测提煤的一次循环时间为 TG107 s 5、提升能力核定计算 式中A主井提升能力（万吨/年） b年工作日（取330天） t日提升时间（该矿定量装载自动化运行取18小时） Pm每次提升煤炭量 （取16.0T） K装满系数（取1.0） K1提升不均匀系数（有缓冲仓取1.1） T每提升一次循环时间（计算110s 实测107s） K2设备能力富余系数（取1.1） 即主提升系统能力为263万t/a。 第三节 副井提升系统能力核定 一、概况 该矿付井为罐笼提升, 1绞车型号JKM-3.254ⅠE多绳磨擦轮绞车,下料、人员升入井等辅助提升,井筒深569m,提升最大速度9.5m/s,电动机1250KW,双层双车,矿车规格U-1型。十月份新安装2绞车型号JKM2.8*4Ⅰ多绳磨擦轮绞车,只提矸等辅助提升,井筒深569m,提升最大速度9.5m/s,电动机1250KW,双层双车,矿车规格U-1型。 该矿井提升系统保护装置完善，运转正常，提升系统技术档案齐全，各种运转、维护、检查及事故记录齐全，每天坚持3小时检查维护时间，矿业集团机电处定期对绞车性能进行测试，锅炉检定所定期对主轴进行超声波探伤检查。 二、计算过程及结果 一一段副井提升能力核定计算 计算公式 A付井提升能力；万吨/年 R出矸率；20 M吨煤材料比重；1.9 PC每次提升材料重量；7.2吨/次 D每班下其他材料次数；5次 TG提矸一次循环时间；秒/次 实测取180秒/次 TC下材料一次循环时间；180秒/次 TQ下其他材料一次循环时间；600秒/次 T人下人一次循环时间；600秒/次 TR每班上、下人总时间；3600秒/次 PG每次提矸重量；1.10.91.947.6t 1绞车计算能力 十月份新安装2JKM2.8*4Ⅰ绞车，投产后能力为 结论即副井提升系统能力为326万t/a。 二二段提升系统能力核定 1．中一上二段绞车辅助提升计算公式 A付井提升能力；万吨/年 R出矸率；20 M吨煤材料比重；1.9 PC每次提升材料重量；7.2吨/次 D每班下其他材料次数；5次 TG提矸一次循环时间；秒/次 实测取180秒/次 TC下材料一次循环时间；180秒/次 TQ下其他材料一次循环时间；600秒/次 T人下人一次循环时间；600秒/次 TR每班上、下人总时间；3600秒/次 PG每次提矸重量；1.10.91.947.6t 2、南二上山采区二段绞车提升能力的核定 该绞车为提矸、下料等辅助提升用 A钢绳每米重；φ28mm 2.83公斤/米 PG每次提矸载重量；1.78610.68t PC每次提升材料重量；6t TG提矸一次循环时间； 2730/3.4（252152）/1.5110592秒 Tθ下其他材料一个循环时间669秒 3、南二下山采区二段绞车提升能力的核定 该绞车为提矸、下料等辅助提升用 提升车数的确定 [F-ALsinαf2cosα] n （G矸 G车）sinαf1cosα [6-0.00283730sin180.2cos18] （1.78 0.8）sin180.01cos18 6.32 取提矸石6车 L提升长度70030730m G矸1.0吨矿车的提矸量； （1.00.91.81.78t） α绞车道坡度18 FJK-20/1.5 绞车的最大静拉力6吨 A钢绳每米重；φ28mm 2.83公斤/米 PG每次提矸载重量；1.00.961.810.68t PC每次提升材料重量；6t TG提矸一次循环时间； 2730/3.4（252152）/1.5110692秒 Tθ下其他材料一个循环时间669秒 合计二段绞车的提升能力为342万吨/年。 结论根据矿井提升设备和矿井条件，经过现场检查核定，立井付井提升能力326万吨/年，中一上、南二下山、南二上采区二段绞车的提升能力为342万吨/年，付井提升能力核定为326万吨/年。 第四节 井下排水系统能力核定 一、概况 该矿井采用一段排水，在一水平设中央泵房，安装5台MD280-6510水泵，电动机850kw，二台运转,二台备用,一台检修,用两趟φ350mm排水管路直排地面，矿井正常涌水量235.5m3/h，最大涌水655m3/h，水仓容积3707 m3。 该井排水系统比较完善，设备、设施完好，运转正常，有地质部门提供的矿井正常涌水量、最大涌水量,和生产期间的实际涌水量相符，有防治水害的有效措施。管理维修制度健全，各种运行、维护、检查、事故记录完备。水泵未经检验机构测试。 二、计算过程及结果 1、工作水泵总能力应能在20小时排出矿井24小时的正常涌水量 Bn20/正常涌水量24≥1 56020/235.5241.98 2、工作水泵和备用水泵的总能力应在20小时内排出矿井24小时的最大涌水量 Bm20/最大涌水量24≥1 84020/655241.07 3、水仓容积应符合以下要求 V≥8Qs V水仓容积3707m3 Qs矿井正常涌水量；235.5m3/h 235.581884＜3707 4、矿井正常涌水量的生产能力的核定 Pn330Bn20/104An Bn工作泵小时排水能力；560m3/h An平均日产吨煤所需排正常涌水量；1.23m3/t Pn 33056020/1.23104 300.5万吨/年 5、矿井最大涌水量的生产能力核定 Pm330Bm20/104Am Bm工作泵加备用泵小时排水能力；840m3/h Am平均日产吨煤所需排最大涌水量；1.84m3/t Pm 84020330/1.84104 301.3万吨/年 结论根据该矿井的正常涌水量和最大涌水量，及安装的排水设备，排正常涌水量的生产能力为300万吨/年；排最大涌水量的生产能力为301万吨/年，核定排水系统的生产为300万吨/年. 第五节 供电系统能力核定 一、 供电系统现状概述 （一）双鸭山矿业集团东荣二矿双回路高压电源，一回引自红星隆变电所60kV母线，线路选用LGJ240mm2导线，长度为23km。一回引自集贤矿变电所60kV母线，线路选用LGJ240mm2导线，长度为21.62km。 在地面设一座60kV变电所，安装两台主变压器，型号SFL112500KVA 60/6.3变压器，一台运行、另一台变压器做备用。入井电缆5条，选用4条YJV426000 3*120mm2型高压电缆敷设至井下中央变电所，变供电距离平均为970m。 矿井装机总容量为27951KW，实际用电10113KW，最大涌水量时井下供电负为8900KW。 上年实际综合电耗17.43度/吨。 该矿井供电系统合理、设备、设施及保护装置完善可靠安全，技术性能达到国家标准，运行可靠安全。 （二）该矿井供电系统各种技术档案资料齐全，图纸资料完整齐全、有设备档案，各种运行、维护、检查、事故记录完备，各种管理制度健全。 （三）该矿井高压电源是未分接任何负荷的独立电源线路。 （四）二回高压线路中一回路正常运行，另一回路做备用，二回路的能力相同，当一回路电源有故障和检修时，另一回路电源能担负全矿的负荷，满足矿井安全和生产需要。 （五）该矿井5回路入井高压电缆，该矿额定负荷情况下实测线路电压降在5之内。 二、计算过程及结果 1电源线路能力核定计算公式 万t/a 式中A电源线路的折算能力，万t/a； P线路合理、允许的供电容量，kW。 按线路允许载流量计算，但线路电压降不得超过5； W矿井吨煤综合电耗，kWh/t。为上年度实际统计的综合电耗； 2 主变压器能力核定计算公式 万t/a 式中A变压器的折算能力，万t/a ； S工作变压器容量，kVA； Ψ全矿井功率因数，取0.9； W矿井吨煤综合电耗，kWh/t。 核定结果 3电源线路安全载流量及压降校核 a.安全载流量校核 全矿计算电流A 线路LGJ-240允许载流量环境温度为25℃时为610A，考虑环境温度为40℃时的温度校正系数为0.81，则Ix6100.81494A. Ix494A108A b.线路压降校核 线路LGJ-240单位负荷矩时电压损失百分数60KV时,当CosΦ0.9时，为0.009/MWkm 则电源线路电压降为 ΔU11.0113230.0090.21Ij1070A b.电缆压降校核 规格为MYJV22-6000 3120mm2的电缆6KV时单位负荷矩时电压损失百分数当CosΦ0.8时为 0.622/MWkm查表 则每根电缆线路电压降为 ΔU28.90.970.622/41.345 由上校验可知入井电缆安全载流量电压降均符合要求。当一回故障时其余电缆能保证井下全部负荷用电。 3电源线路能力计算 万t/a 式中，P为线路供电容量，线路允许载流量为494A， 则494600.946202KW 当线路压降为5时， 则 MW24150kW 则允许供电容量取24150kW W为上年度吨煤综合电耗， kWh/t 4主变压器能力计算 万t/a 式中S工作变压器容量，12500kVA； Ψ全矿井功率因数，取0.9； W矿井吨煤综合电耗，17.43Wh/t。 由以上校验和计算，该矿电源线路和入井电缆符合规程要求，根据线路及变压器的能力计算，取较小值，确定矿井供电系统核定能力为340.7万t/a。 第六节 井下运输系统能力核定 一、概况 采煤工作面下巷为溜子皮带连续化运输。井下主运道全长1045m，用ZK10-6/550电机车，MDC3.3-6/3t矿车运至翻车机，卸至煤仓由主井绞车提至地面，经皮带运至筛选厂，铁路装车外运。 矸石由二段绞车提至一水平主运道，由ZK-10-6/550电机车，用1.0吨U型矿车运至车场，付井绞车提至地面，运往矸石山。 井下运输系统完善，保护齐全，运转正常，付井绞车罐道有完善、有效的过捲防护装置，各种行车、调度信号设施齐全，安全标志齐全、醒目，车场和运输巷道内照明符合规定。 二、计算过程及结果 运输大巷使用ZK10-6/550电机车,MDC3.3-6/3型矿车。 计算公式 A 3306016NG/[104K1（1R）T] N每列矿车数；15 G每辆车的载重；3t R通过大巷岩石等占原煤的比重；20％ K1取1.15； T大巷中相邻两列车间隔时间；3.49min/列 A3306016153.0/1041.15（10.2）3.49296万吨/年 井下运输大巷能力为296万吨/年。 3T翻车机能力的核定 翻车机生产能力4转/分 小时生产能力为不摘钩4603720吨/时 A72033016/1.15104330.1万吨/年 采煤工作面下巷运输能力的核定 1、综一队采煤工作面 下巷转载机SZZ764/160,DSJ-120/400皮带机。 SZZ760/160转载机，小时运输能力1000t/h。 P330161000/1.15104459.1万吨/年。 DSJ-120/400皮带机，小时运输能力800t/h。 P33016800/1.15104367万吨/年。 下巷运输能力为367万吨/年。 2、综二队工作面 SZZ760/160转载机，SDJ-1000皮带机。 SZZ-760/160转载机，小时运输能力1000t/h。 P330161000/1.15104459.1万吨/年。 SDJ-1000皮带机，小时生产能力630吨/时 P33016630/1.15104289.2万吨/年 下巷运输能力为289.2万吨/年。 3、综三队工作面同上,运输能力为289.2万吨/年。 综上三个综采队下巷运输能力为367289.2289.2945.4万吨/年 结论运输系统,生产能力为296万吨/年。 第七节 采掘工作面能力核定 一、概况 （一）煤矿现主要生产采区及接续采区情况 该矿目前主要生产采区为中一上采区和南二上采区。 其中中一上采区煤层厚度在1.0～3.5米之间，其中17层左翼仅剩三、四面，16层右翼仅剩三、四面。采区生产能力为100～120万吨/年。 南二上采区煤层厚度在2.0～3.7米之间，其中17层煤厚为3.7米，18层煤厚2.0米，采区生产能力为140～180万吨/年。 中一上采区和南二上采区接续采区为东二上采区和南三上采区。 （二）采掘队个数及生产地点的接续安排 回采工作面3个，均为综采，掘进工作面12个，其中综掘2个，炮掘10个。 采煤工作面位置 3201南二上十八层四面。工作面长190米，煤层采高2.0米，倾角20度。 3202南二下延十六层九面，工作面长160米，煤层采高1.5米，倾角20度。 3203中一上十七层左四面，工作面长120米，煤层采高2.3米，倾角20度。 各采煤工作面接续地点见采煤接续图表。 掘进工作面位置 7258东二回风上山，全岩断面，断面10.4 m2，炮掘，耙斗机装矿车，锚喷支护。 7215-500集中大巷，半煤岩断面，断面6.8m2，炮掘，耙斗机装矿车，锚喷支护。 720117层右四沿煤上山，全煤断面，断面8.2 m2，炮掘，耙斗机装矿车，锚喷支护。 722117层右三皮带道，全煤断面，断面12.3 m2，综掘，锚喷支护。 7253新掘南翼风道，全岩断面，断面7.8 m2，炮掘，耙斗机装矿车，锚喷支护。 7218南三主运巷，全岩断面，断面16.4 m2，炮掘，耙斗机装矿车，锚喷支护。 7252南三-260石门，全岩断面，断面13.2 m2，炮掘，耙斗机装矿车，锚喷支护。 7254南三风道，全岩断面，断面10.4 m2，炮掘，耙斗机装矿车，锚喷支护。 7222南翼沉淀池，半煤岩断面，断面8.3m2，炮掘，耙斗机装矿车，锚喷支护。 722317层六面下料道，全煤断面，断面12.9 m2，综掘，锚喷支护。 721116层十面下料道，半煤岩断面，断面7.2 m2，炮掘，耙斗机装矿车，锚喷支护。 725517层六面皮带道，全岩断面，断面9.9m2，炮掘，耙斗机装矿车，锚喷支护。 （三）主要采煤方法 采煤方法采用走向长壁后退式采煤法。 （四）主要采煤工艺及采掘机械化装备情况 本矿井共布置三个采煤工作面，均为综采工作面。 3201工作面机械装备采煤机型号MG300/701，液压支架型号为ZZ3600-14/26，刮板机型号为SGZ-800/800，下巷皮带道转载机型号为SZZ764/160，破碎机型号为PCM-110，皮带运输机型号为SSJ1000/150。 3202工作面机械装备采煤机型号MG2100/460-WD，液压支架型号为KX280-08/18，刮板机型号为SGZ-730/320，下巷皮带道转载机型号为SZZ764/160，破碎机型号为PCM-110，皮带运输机型号为SSJ1000/150。 3203工作面机械装备采煤机型号MG250/375，液压支架型号为ZF2400-14/24，刮板机型号为SGB630/220，下巷皮带道转载机型号为SZZ764/160，破碎机型号为PCM-110，皮带运输机型号为SSJ1000/150。 （五）单产单进 根据本矿井前三年的资料，本矿井采煤工作面平均单产水平108236吨/个/月，掘进工作面平均单进水平155.24米/个/月，其中煤巷240.79米/个/月，半煤巷206.04米/个/月，岩巷72.9米/个/月。 （六）生产能力发生变化情况及原因说明 1、提高装备水平，降低事故率，保证了开机率。 该矿由于综采面装备大功率采煤机和配套支架以后,截深增加到0.8m，截割速度达3-4m/min，提高了综采面的单产和年生产能力。 2、该矿前3年平均综采面个数为1.68个，2006年综采面个数为2.6个，06年比前3年纯增0.92个综采面。 3、2005年主、副井系统改造，数字化矿山建设是能力增加的另一个原因。 二、计算过程及结果 （一）计算方法的选择及参数的选取 本矿井回采工艺与采煤机械化程度与前三年相比，发生了较大变化，因此计算方法采用特殊情况下采掘工作面能力核定方法进行核定。 各参数的选取依据矿方提供的各采煤作业规程。 （二）计算结果 1、采煤工作面能力 AC110-4LhγbnNca 万t/a 式中AC采煤工作面年生产能力 万吨t/a L采煤工作面平均长度 m h采煤工作面平均采高 m γ原煤视密度 t/m3 b采煤工作面平匀日推进度 m/d n年工作日数 取330d N正规循环作业系数 取0.8 c采煤工作面回采率 ,采高1.3m以下取97，1.3m～3.5m取95。 a采煤工作面平均个数 AC10-41702.51.356.83300.80.952.6 254.4万t/a 2、掘进煤量计算 Aj10-4 式中Aj掘进煤量 万吨/年 r原煤视密度t/m3 SiI巷道纯煤面积 m2 LiI巷道年总进尺 m 全年总进尺22000m 其中岩巷5000m 煤巷10000m 半煤巷7000 m Aj10-41.355.51000010-41.353.67000 10.8万吨/年 3、矿井采掘工作面生产能力 AACAj254.410.8265.2万t/a （三）采掘接续条件校验核定能力 本矿井后三年采掘接续见采煤接续表和采掘接续图，能满足矿井正常的采掘接续。 结论 根据采煤工作面循环作业图表，近期生产水平和今后三年接续安排，最终核定采掘工作面的生产能力为265.2万t/ a。 第八节 通风系统能力核定 一、通风概况 （一）通风方式、方法 东荣二矿采用混合式通风方式，通风方法为抽出式 （二）进、回风井筒数量及风量 全矿井有三个立井，一入二排，副井断面44.2 m2,入风量9240 m3/min;主提升井兼回风井，断面23.8 m2,排风量5325 m3/min；北翼1号风井断面19.6 m2,排风量4650 m3/min。矿井合计排风量9975 m3/min，矿井需要风量6780 m3/min，有效风量7896 m3/min，等积孔5.11 m2。 （三）矿井瓦斯等级、瓦斯和二氧化碳的绝对、相对涌出量 矿井为低瓦斯矿井，瓦斯相对量0.81m3/t，绝对量4.92 m3/min。 （四）主要通风设备及运行参数、风量、通风阻力、等积孔 主提升井主备扇型号为2K58-8-№24，电动机功率为280KW，叶片角度35度，额定风量6360m3/min，总排风量5325m3/min，负压水柱175mmH2O,等积孔2.55m2。 一号风井主备扇型号为2K58-8-№24，电动机功率为220KW，叶片角度30度，额定风量6000m3/min，总排风量4650m3/min，负压水柱128mmH2O,等积孔2.60m2。 二、计算过程及结果 （一）矿井需要风量计算 生产矿井需要风量按各采煤,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备∑Q硐∑Q其它）K 式中∑Q采采煤工作面实际需要风量总和（m3/min） ∑Q掘掘进工作面实际需要风量总和（m3/min） ∑Q备备用工作面实际需要风量总和（m3/min） ∑Q硐各硐室实际需要风量总和（m3/min） ∑Q其它其它巷道需要风量总和（m3/min） K矿井通风需风系数（K取1.15-1.20） 1）、采煤工作面需要风量 该矿井共有3个综采工作面，按同时作业人数计算出的采煤工作面风量都小于按工作面温度选择适宜风速计算出的需要风量。例如按最多人数50人计算出的需要风量分别为 Q采4N450200 m3/min 因此，本矿井采煤工作面需要风量按工作面气象条件和按工作面温度选择适宜的风速公式进行计算。 1、Q3201 南二上18/三面 综采 ⑴、按工作面气象条件 Q基本60控顶距采高0.7风速 604.62.10.71.0 406 m3/min Q采 Q基本K采高K面长K温 式中 K采高～工作面采高调整系数； 采高m 2.0 2.0～2.5 2.5～