500WT生产能力核定报告书.doc

500WT生产能力核定 报告书 xxx煤矿 二〇一三年十一月一日 目 录 第一章 矿井生产现状-------------------------------2 第二章 资源储量核查-------------------------------3 第三章 采掘工作面能力核定-------------------------4 第四章 井下排水系统能力核定-----------------------7 第五章 供电系统能力核定---------------------------12 第六章 井下运输系统能力核定-----------------------20 第七章 通风系统能力核定---------------------------28 第八章 压风系统核查情况---------------------------42 第九章 洗煤厂洗煤生产系统能力核定-----------------45 第十章 地面生产系统能力核定-----------------------48 第十一章 各系统能力核定结果-------------------------49 第一章 矿井生产现状 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。 矿井开拓方式为立井、斜井和平硐混合式开拓方式。矿井现有一个开采水平（xxxx水平），一个准备水平（xxxx水平）。xxx水平现分南北两大区，其中南区又分四个采区，一、二、四采区已采完，现三采区正在回撤，预计2011年年底结束；北区分为五采区、六采区，现五采区为生产采区，六采区为准备采区。 矿井采用走向长壁式综合机械化采煤法，全部跨落法管理顶板。采掘全部实现了综合机械化作业。 二、矿井队组在册情况 回采队两个 开掘头十个（掘进头6个，开拓头4个） 三、近几年生产完成情况 矿井2008年完成产量300万t；2009年完成产量268.9万t；2010年完成产量300万t；2011年截止目前完成283万吨，预计完成产量330万t 。 第二章 资源储量核查 本次资源储量估算截止日期为2009年12月底。工业指标采用一般工业指标煤层最低可采厚度为0.70m，原煤最高灰分为40，原煤最高硫分为3；参与本次资源储量估算的煤层与采矿许可证批准的煤层一致，即矿井批准开采的山西组2煤层和太原组10、11号煤层。估算边界与采矿许可证批准的范围边界一致。 井田内批采2、10、11煤层保有资源储量23831万吨（其中气煤455万吨，1/3焦煤9339万吨，肥煤14037万吨），累计开采动用资源储量3248万吨，累计探明资源储量27079万吨。 二、各煤层基本情况 1、本井田构造属简单类，主要可采煤层属稳定型。 2、2010年8月，对xxx井田内各可采煤层资源储量进行核查，编制了山西省xx煤田xxx煤矿资源储量复核报告。该报告通过国土资源部储量评审中心评审，国土资储备字（2010）361号文预以备案。报告截止日期为2009年12月31日，井田保有煤炭资源储量总量23831万吨｛探明的经济基础储量111b为11549万吨，控制的经济基础储量（122b）为10365万吨，推断的内蕴经济资源量（333）为83万吨，探明的内蕴经济资源量（331）为812万吨，控制的内蕴经济资源量（332）为1022万吨｝。 2011年12月底在原储量复核报告的基础上对矿井年内的开采动用储量、周边小窑开采破坏储量进行分析核算，核算出2011年12月底矿井各可采煤层保有地质储量及可采储量。矿井开采动用储量706.4万吨，其中采区动用量596.6万吨，采区出煤量501.7万吨，采区回采率84.1 3、截止2011年12月底矿井保有地质储量23124.6万吨，其中 探明的经济基础储量（111b）11187万吨；控制的经济基础储量（122b）10020.6万吨；探明的内蕴经济资源量（331）812万吨 控制的内蕴经济资源量（332）1022万吨；推断的内蕴经济资源量（333）83万吨；可采储量18441万吨。 第三章 采掘工作面生产能力核定 一、采煤工艺及采掘机械化装备情况 1、回采工作面 大采高回采工作面（平均采高4.6m）采用MG-750/1875-GWD采煤机（截深0.8 m）， SGZ-1000/1400型封底型输送机、SZZ1000/750型转载机及SSJ-1400型胶带输送机，副巷采用超前支架进行支护。工作面副巷顺槽配备WC-3Y型顺槽运输车，支架安装、回撤采用WC-40Y型支架搬运车。 小采高回采工作面（平均采高2.2-2.5m）采用MGTY-250/600型采煤机（截深0.6 m），工作面选用SGZ-764/630封底型输送机，顺槽采用SZZ-764/160型转载机及SSJ-1000型输送机。 2、开掘工作面采用EBZ-200、260型综掘机配合SSJ-1000型输送机掘进，临时支护采用机载前探梁支护。 二、矿井队伍摆布及工作面情况 回采工作面五采区布置两个回采工作面，一个大采高、一个小采高。 大采高工作面长度230m,采高4.6m，因2下煤层赋存不稳定，夹矸较厚，实际煤层有益厚度为4m，煤层容重为1.35t/m3，工作面日循环个数为9个，循环产量（按有益厚度计算为）990t,日产量为8900t,月单产按27天计算为24万吨，年产量288万吨。 小采高工作面开采2上煤层，煤层厚度平均2.2m,工作面长度230m，煤层容重1.35t/m3，工作面日循环个数为9个，循环产量（按有益厚度计算为）410t,日产量为3700t,月单产按27天计算为10万吨，年产量120万吨。 1、2012年矿井采面摆布情况 （1）回采工作面 五采区布置两个回采工作面，2-512工作面（大采高），单产24万吨，年产量288万吨；2-515工作面由于五采区皮带运输条件及衔接情况，单产按6万吨，年产量72万吨。两个回采队年产360万吨。 （2）掘进工作面 五采区安排两个掘进头施工大采高工作面衔接面2-506工作面；六采区安排两个掘进头施工2-601工作面，一个头施工六采区准备巷道；下组煤安排两个头施工下组煤首采面，安排三个头施工下组煤开拓巷道。 掘进煤量计算公式为Aj 10-4 YSi Li万t/a 式中 Aj掘进煤量，万t/ a； Y原煤视密度，取1.35t/m3; Si巷道纯煤面积，取11m2; Li巷道年度总长度，取14000m煤巷; 经计算得，掘进煤量为20万吨。 （3）、采掘工作面生产能力为 A AC Aj36020380万t/ a。 综上所述，矿井目前生产核定能力为380万t。 2、采掘生产能力达到500万吨所需条件 矿井需在目前两个回采队基础上增加一个回采队，实现五、六采区及下组煤采区每区一个回采工作面作业方式。 （1）回采工作面 五采区布置一个大采高回采工作面2-506工作面（大采高）切巷长度320m，平均采高4.6 m,实际煤层有益厚度为4m，煤层容重为1.35t/m3，工作面日循环个数为8个，循环产量（按有益厚度计算为）1400t,日产量为11000t,月单产按27天计算为30万吨，年产量360万吨；因2-506、2-508均为小窑破坏区域，工作面内空巷较多，影响工作面推进速度；大采高工作面遇构造对回采影响较大，固大采高工作面后期年产量只能达到300万吨。 六采区布置一个回采工作面单产10万吨，年产量120万吨。 下组煤布置一个回采工作面11-002工作面单产按12万吨计算，年产量为145万吨。下组煤煤层赋存不稳定，3 m采高工作面最多可布置9个，剩余工作面采高均为2.2 m，下组煤预计后期单产水平仅能达到10万吨。 2013-2015年三个回采队年产量可达到565万吨（2015年后五采区大采高及六采区2上工作面结束，五、六采区全部转入2下工作面生产，单产6-8万吨）。 （2）掘进工作面五采区安排两个掘进头施工大采高工作面衔接面2-508工作面；六采区安排两个掘进头施工2-602工作面；下组煤安排两个头施工下组煤衔接面。六采区准备巷道安排一个头，下组煤开拓巷道安排三个头。 掘进煤量计算公式为Aj 10-4 YSiLi万t/a 式中 Aj掘进煤量，万t/ a； Y原煤视密度，取1.35t/m3; Si巷道纯煤面积，取13.5m2; Li巷道年度总长度，取14500 m煤巷; 经计算得，掘进煤量为25万吨。 （3）、采掘工作面生产能力为 A AC Aj56525590万t/ a。 第四章 井下排水系统生产能力核定 一、概况 （一）矿井各采区排水系统 五采区各采掘工作面涌水通过Φ108或Φ159排水管路排至采区水仓，然后排至大巷水沟流出地面； 六采区采掘工作面涌水通过Φ108或Φ159排水管路排至六采区材料巷水沟，然后排至大巷水沟流出地面； 下组煤经Φ273管路直接排至地面。 （二）矿井正常涌水量和最大涌水量 矿井正常涌水量83m3/h，最大涌水量167 m3/h。 1、北区设计正常涌水量 50m3/h-60m3/h，设计最大涌水量100m3/h，2010年度实际正常涌水量 40m3/h-50m3/h，实际最大涌水量90m3/h-100 m3/h。 2、下组煤正常涌水量 50m3/h-60m3/h，设计最大涌水量100m3/h。 （三）校验水泵能否在20小时内排出24小时的正常和最大涌水量。每台水泵的排水能力均大于水泵核定能力，故计算取水泵额定流量280 m3/h。 正常涌水时，1台泵工作20小时的排量为28020＝5600m3 正常涌水时，24小时的涌水量8324＝1992 m3 最大涌水量时，两台泵20小时的排量为280202＝11200 m3 最大涌水量时，24小时的涌水量16724＝4008 m3 计算结果比较，水泵20小时的正常和最大排水能力均超过24小时的正常和最大涌水量，符合规程要求。 （四）水仓容量检验 根据正常涌水量在1000m/h以下时V≥8Qs（m） 矿井水仓有效容量V为3700m 由于矿井正常涌水量Qs为83m/h＜1000m/h。 V3700 m＞8Qs883664 m，符合煤矿安全规程要求。 二、计算过程及结果 1、排矿井正常涌水量和排矿井最大涌水量的生产能力计算 （1）、五采区排水能力 以正常涌水量Qn50-60m3/h，最大涌量Qm100m3/h作为能力核定的计算依据。 正常涌水时，1台泵工作，20h排水量2801205600 m3 正常涌水时，24h涌水量60241140 m3I247A 刘三线路LGJ-3185允许载流量考虑环境温度250C时为515A查表。IX512AI247A 2、线路校验 线路LGJ-150线路单位负荷矩时压损失百分数当cos∮0.9时，为0.033/MW.km查表 其中矿井负荷为13500MW，线路长18.5km 则电源线路电压降为ΔU113.518.50.0338.2＞5. 线路LGJ-185线路单位负荷矩时压损失百分数cos∮0.9时，为0.030/MW.km查表 其中矿井负荷为13500MW，线路长14km 则电源线路电压降为ΔU113.5140.035.67＞5. 由以上校验可知电源线路安全载流量符合要求，电源线路电压降均不符合要求。 三、6KV变电站电源线路安全载流量及压降校验 1、安全载流量校验 线路电流计算 6KV变电所一回路I1450060.9481A 6KV变电所一回路线路LGJ-3185允许载流量，考虑环境温度250C时为I515A I515A＞I1481A 能满足要求 6KV变电所一回路I2450060.9481A 6KV变电所二回路线路LGJ-3240允许载流量，考虑环境温度250C时为则I610A I610＞I481A 能满足要求 2、 线路校验 线路LGJ-3185线路单位负荷矩时压损失百分数cos∮0.9时，为0.030/MW.km查表 则电源线路电压降为ΔU14.50.80.030.1＜5. 线路LGJ-3240线路单位负荷矩时压损失百分数cos∮0.9时，为0.026/MW.km查表 则电源线路电压降为ΔU14.50.80.0260.09＜5. 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。 四、下井电缆安全载流量及压降校验 1、安全载流量校验 入井MYJV型交联聚乙烯绝缘电缆满足煤矿安全规程要求。 线路电流计算 I14500/（1.73260.9）481A 一回路是MYJV22-3240-8.7/15-5.4Km线路,允许载流量为 IX515＞481，满足要求。 二回路是MYJV22-3150-8.7/15-5.4Km线路，允许载流量为 IX2395A790481A满足要求。 线路压降计算 北区一回路MYJV22-3240-8.7/15电缆单位负荷矩时电压损失百分数 当cos∮0.9时，为0.003/MW.km查表 则北区一回路电缆线路电压降为 ΔU24.55.40.0030.07I267A 2、线路压降校验 线路LGJ-3150线路单位负荷矩时压损失百分数当cos∮0.9时，为0.033/MW.km查表 其中矿井负荷为14582MW，线路长18.5km 则电源线路电压降为ΔU114.58218.50.0338.9＞5. 线路LGJ-3185线路单位负荷矩时压损失百分数cos∮0.9时，为0.030/MW.km查表 其中矿井负荷为14582MW，线路长14km 则电源线路电压降为ΔU114.582140.036.12＞5. 由以上校验可知电源线路安全载流量符合要求，电源线路电压降均不符合要求。 （二）、6KV变电站电源线路安全载流量及压降校验 1、安全载流量校验 线路电流计算 6KV变电所一回路I1558260.9597A 6KV变电所一回路线路LGJ-3185允许载流量I515A I1597A＞I515A 能满足要求 6KV变电所一回路I2558260.9597A 6KV变电所二回路线路LGJ-3240允许载流量则I610A I610＞I597A 能满足要求 2、线路压降校验 线路LGJ-3185线路单位负荷矩时压损失百分数cos∮0.9时，为0.030/MW.km查表 则电源线路电压降为ΔU15.5820.80.030.13＜5. 线路LGJ-3240线路单位负荷矩时压损失百分数cos∮0.9时，为0.026/MW.km查表 则电源线路电压降为ΔU15.5820.80.0260.12＜5. 由上安全载流量及线路压降校验得知 1、南三线、刘三线电压降超过5，应将线路更换为LGJ-3240规格的架空线路。 2、6KV变电站一回路（617线路）不能满足我矿500万吨产量的要求，需更换为LGJ-3240。为保证矿井的安全生产，及供电的安全可靠（载流量应为线路允许载流量的80），需将6KV变电所一、二回路（617、618线路更换为LGJ-3300导线（允许载流量为770A。 第六章 井下运输系统能力核定 一、井下运输系统概况 运输系统为五、六采区盘区皮带→北区煤库→北区转载皮带→转载煤库→西区皮带→东区皮带→主斜井煤库→主斜井强力皮带→地面100皮带→地面103皮带→地面选煤厂。 二、运输系统设备参数 地点 型 号 输送量 胶带速度 电机功率 运输距离 备注 五采区盘区皮带 SSJ-1400 1500t/h 2.5m/s 2*200 1750m 六采区一部皮带 SSJ-1000 1000t/h 2.0m/s 2*90 350m 六采区二部皮带 SSJ-1000 1000t/h 2.0m/s 2*90 300m 北区转载皮带 SSJ-1400 1500t/h 2.5m/s 200 100m 西区皮带 DTL120/120 1200t/h 3.15m/s 2*160X 1200m 东区皮带 DTL120/120 1200t/h 3.15m/s 2*315 1320m 主斜井强力皮带 DTL120/120 1200t/h 3.15m/s 2*450 1340m 地面100皮带 DTL120/120 1200t/h 3.15m/s 200 150m 地面103皮带 DTL120/120 1200t/h 3.15m/s 90 90m 三、胶带机运输能力计算 1、五采区盘区皮带运输能力 A300（kB2v r Ctg）/[104k1] ＝3004201.422.50.70.9180.8/100001.1 ＝509.19万t/a 式中A年运输量（万t/a） K胶带输送机负载断面系数，取K＝420 B胶带输送机带宽（m），取B＝1.4m C倾角系数，取C＝0.9 V胶带输送机带速，V＝ 2.5m/s K1运输不均匀系数，取K1＝1.1 r松散煤堆积容重（t/m3），取r＝0.7t/m3 g故障系数，取g＝0.8 2、六采区一部皮带运输能力 A＝300（kB2v r Ctg）/[104k1] ＝3004001220.71180.8/100001.1 219.93万t/a 式中A年运输量（万t/a） K胶带输送机负载断面系数，取K＝400 B胶带输送机带宽（m），取B＝1.4m C倾角系数，取C＝1 V胶带输送机带速，V＝2m/s K1运输不均匀系数，取K1＝1.1 r松散煤堆积容重（t/m3），取r＝0.7t/m3 g故障系数，取g＝0.8 3、六采区二部皮带运输能力 A＝300（kB2v r Ctg）/[104k1] ＝3004001220.71180.8/100001.1 219.93万t/a 式中 A年运输量（万t/a） K胶带输送机负载断面系数，取K＝400 B胶带输送机带宽（m），取B＝1.4m C倾角系数，取C＝1 V胶带输送机带速，V＝2m/s K1运输不均匀系数，取K1＝1.1 r松散煤堆积容重（t/m3），取r＝0.6t/m3 g故障系数，取g＝0.8 4、北区转载皮带运输能力 A300（kB2v r Ctg）/[104k1] ＝3004201.422.50.70.9180.8/100001.1 ＝509.19万t/a 式中 A年运输量（万t/a） K胶带输送机负载断面系数，取K＝420 B胶带输送机带宽（m），取B＝1.4m C倾角系数，取C＝0.9 V胶带输送机带速，V＝ 2.5m/s K1运输不均匀系数，取K1＝1.1 r松散煤堆积容重（t/m3），取r＝0.7t/m3 g故障系数，取g＝0.8 5、西区皮带运输能力 A300（kB2v r Ct g）/[104k1] ＝3004201.223.150.70.9180.8/100001.1 ＝471.36万t/a 式中 A年运输量（万t/a） K胶带输送机负载断面系数，取K＝420 B胶带输送机带宽（m），取B＝1.2m C倾角系数，取C＝0.9 V胶带输送机带速，V＝ 3.15m/s K1运输不均匀系数，取K1＝1.1 r松散煤堆积容重（t/m3），取r＝0.7t/m3 g故障系数，取g＝0.8 6、东区皮带运输能力 A300（kB2v r Ct g）/[104k1] ＝3004201.223.150.70.9180.8/100001.1 ＝471.36万t/a 式中 A年运输量（万t/a） K胶带输送机负载断面系数，取K＝420 B胶带输送机带宽（m），取B＝1.2m C倾角系数，取C＝0.9 V胶带输送机带速，V＝ 3.15m/s K1运输不均匀系数，取K1＝1.1 r松散煤堆积容重（t/m3），取r＝0.7t/m3 g故障系数，取g＝0.8 7、主斜井强力皮带运输能力 A300（kB2v r Ct g）/[104k1] ＝3004201.223.150.70.9180.8/100001.1 ＝471.36万t/a 式中 A年运输量（万t/a） K胶带输送机负载断面系数，取K＝420 B胶带输送机带宽（m），取B＝1.2m C倾角系数，取C＝0.9 V胶带输送机带速，V＝ 3.15m/s K1运输不均匀系数，取K1＝1.1 r松散煤堆积容重（t/m3），取r＝0.7t/m3 g故障系数，取g＝0.8 8、地面100皮带运输能力 A300（kB2v r Ct g）/[104k1] ＝3004201.223.150.70.9180.8/100001.1 ＝471.36万t/a 式中 A年运输量（万t/a） K胶带输送机负载断面系数，取K＝420 B胶带输送机带宽（m），取B＝1.2m C倾角系数，取C＝0.9 V胶带输送机带速，V＝ 3.15m/s K1运输不均匀系数，取K1＝1.1 r松散煤堆积容重（t/m3），取r＝0.7t/m3 g故障系数，取g＝0.8 9、地面103皮带运输能力 A300（kB2v r Ct g）/[104k1] ＝3004201.223.150.70.9180.8/100001.1 ＝471.36万t/a 式中 A年运输量（万t/a） K胶带输送机负载断面系数，取K＝420 B胶带输送机带宽（m），取B＝1.2m C倾角系数，取C＝0.9 V胶带输送机带速，V＝ 3.15m/s K1运输不均匀系数，取K1＝1.1 r松散煤堆积容重（t/m3），取r＝0.7t/m3 g故障系数，取g＝0.8 综上所述，我矿胶带运输综合能力为471万吨。 三、皮带运输能力达到500万吨所需条件 A300（kB2v r Ct g）/[104k1] ＝3004201.423.150.70.9180.8/100001.1 ＝641.58万t/a 式中 A年运输量（万t/a） K胶带输送机负载断面系数，取K＝420 B胶带输送机带宽（m），取B＝1.4m C倾角系数，取C＝0.9 V胶带输送机带速，V＝ 3.15m/s K1运输不均匀系数，取K1＝1.1 r松散煤堆积容重（t/m3），取r＝0.7t/m3 g故障系数，取g＝0.8 运输能力达到500万吨，需要将下组煤强力皮带DTL120/120更换为DTL140/140型强力皮带。 第七章 通风系统能力核定 第一节 矿井通风基本情况 xxx矿目前布置为一个水平，开采2上、2下两个煤层，采用长壁工作面后退式回采方式；共有五个井口，采用三进两回中央分区式通风方式；抽出式通风方法。 一、现阶段矿井主要进、回风巷道情况 1、进风井三个 ⑴主平硐，标高978m、断面10m2，长度750米； 平硐配风巷，标高978m、断面17.4m2，长度1100米； ⑵中社斜井，标高1023.88m、断面8.6m2、坡度12度、长度210m。 ⑶主斜井, 标高973m、断面19m2、坡度12度、长度1350m。 2、回风井两个 ⑴杨坡回风立井，标高1166m，断面28.26m2，深度242m，上水平为160m； ⑵金山沟立井，井口标高1159m，断面6.8m2，深度200m； 二、现阶段矿井矿井主要巷道风量及各采区采面、硐室布置情况 矿井总进风13186m3/min，总回风13345m3/min； 南区总入风量为2324m3/min，总回风量2370m3/min，目前有1个回撤面、1个硐室、1个其它配风地点； 北区总入风量为10862m3/min，总回风量1