缸沟生产能力核定报告书2014.1

郑州煤炭工业集团缸沟煤矿2014年度生产能力核定报告书
机
电
运
输
部
分
编制：缸沟矿机电科
二零一四年元月
生产能力核查计算
供电系统能力核定
一、概况
（一）煤矿电源线路情况
供电采用双回路分列运行方式，电源线路及备用电源线路均来自郑煤集团西部工区东坪开关站,I回路取自碳07板，II回路取自碳10板，双回路分列运行。

采用高压凯装电缆MYJV22--10截面50 mm2，电压等级10kv，敷设长度1200m。

（二）矿井变压器容量，矿井设备装机总容量，矿井运行设备总容量，矿井实际用电容量，矿井综合电耗
该矿井上、下总装机容量约为运行设备总负荷为，自然功率因数0.7，经无功功率补偿后，功率因数可达到0.9 以上。

矿井变压器容量3000KVA矿井设备装机总容量为3150KW（25℅为备用设备），运行设备总容量2362KW；矿井实际用电量1653kW，综合电耗为24.5kWh/t，地面采用型号为S9-500/10/0.38二台（一台备用）；井下采用KBSG-500/10/0.66二台，KBSG-400/10/*0.66二台，KBSG-200/10/0.66一台、供电系统严格按设计规范及《煤矿安全规程》进行设计、安装和运行，井下采用了中性点不接地系统进行供电，矿井供电系统合理，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，能够满足全矿的用电负荷需要，符合《煤矿安全规程》规定。

二、计算过程及结果
（一）按电源线路及变压器能力分别计算矿井供电系统能力
1、电源线路供电能力：
A=330×16w 10P
4（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 。

按线路允许的载流量计算，
但线路电压降不得超过5%；则线路合理，允许供电容量取4832KW 。

当线路允许载流量为155A ，P=3×155×2×10×0.9=4832KW
w —矿井吨煤综合电耗，kWh/t ，采用上年度的实际吨煤综合电耗。

A=330×16w 10P
4=330×161045
.244832=万/ta 2、变压器供电能力核定：
A=330×16w
10S 4ψ⋅（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—为全矿井的功率因数，取0.9；
w —矿井吨煤综合电耗，kWh/t ，同电源线路能力核定计算式采用数。

已知S=3000KVA w=24.5
A=330×16w
10S 4ψ⋅=330×16× 4.52100.930004⨯⨯=58.18万t/a （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=90A
线路电缆允许载流量：环境温度25℃时为155A(查表)考虑环境温度40℃ 时校正系数0.81, 则I X ＝155×0.81＝125(A)
I X＝125（A）＞I＝90(A)
2、线路压降校核：
线路电缆线路单位不足100米不考虑压降。

二、下井电缆安全载流量及电压降校核
该矿10KV电源经副井筒敷设了2趟型号为MYJV22－3×50 mm2，电缆长1160m。

一、二回路均可互联、互备。

井筒的2趟电缆在任一回路故障时，其余回路仍能担负井下全部负荷用电。

1、安全载流量校核：
井下计算负荷电流：)
I
101A
(
4
.
J
MYJV22－3×50 mm2电缆2个回路，每一个回路允许载流量为环境温度25℃时为155A(查表)，则2个回路允许载流量为：
I X1＝155×2＝310(A)
当一回路故障停止送电时，另一回路允许载流量：
I X2＝155×1＝155(A)
I X2＝155（A）＞I＝101.4（A）
2、电缆压降校核：
MYJV42－3×50 mm2电缆单位负荷矩时电压损失百分数：当cosΦ=0.8时为0.644%/MW·Km（查表）。

则电源线路电压降为：
ΔU1=1.5×1.2×0.644%≈1.1592%<5%
其中，井下负荷为1.5MW，线路长约1.2Km。

以上校验可知下井电缆安全载流量及电压降均符合要求，当一回路电缆故障时，其余电缆能保障井下全部负荷用电。

由以上校验和计算，矿井电源线路和下井电缆符合规程要求。

根据线路及变压器计算能力，计算取其较小值58.18万t/a为矿井供电系统核定能力。

主井提升系统能力核定
一、概况
（一）主井提升运输方式：
主井安装宽度为800mm 胶带输送机运输原煤。

（二）主要技术参数：
运输长度 （一部皮带460m ）(二部550m ）（三部100m ）(四部240m) 皮带机详细型号 DTL80/20
电动机型号 YBS-75
胶带宽度 800mm
运行速度 2 m/s
电动机功率 2×75kw
出厂设计运量 200t/h
倾角 16.5°
（一）、根据胶带运输方式和规定，相应计算公式： A=330K B t C Y V K 1
42
10...⋅⋅（万t/a ）
（二）、计算参数选取依据说明：
式中：A —一年运输量 万t/a ；
K —输送机负载断面系数，按下表取值；物料堆积角（Q ），K=400 物料煤动堆积角（θ）
25° 30° 35° k 带宽（mm ） 650 355
390 420 800~1000 400
435 470 1200~1400 420 455
500 1600~1800 470
520 2000~2200
480 535
B —输送机带宽0.8m ；
V —输送机带速2m/s ；
C —输送机倾角系数，0.81~0.88；
K 1—运输不均匀系数，取1.1；
Y —松散煤堆容积重，t/m 3,，取0.4；
T-日提升时间14h
（三）、计算结果 A= 3301
.1101472.04.028.040042⨯⨯⨯⨯⨯⨯ =330×0.1876
=61.9(万t/a)
因此一部皮带提升核定能力为61.9万t/a 。

副井提升系统能力核定
一、概况
二、（一）副井提升方式和提升任务：
副井提升方式：单绳缠绕式斜井人行车。

副井提升任务：运送人员、提升物料等。

（二）主要技术参数：
提升高度 83.7m
井筒直径 4.4m
绞车详细型号 2JTP-1.6
绞车最大速度 2.9m/s
电机型号 YR125-8
电机功率 95 kw
矿车规格 0.75t
每次提材料t 数 1.3t/次
每下材料一次循环时间 180s/次
每班下其他材料次数D （规定5-10次） 5次/班
下其他材料一次循环时间 120s/次
下人一次循环时间 120s/次
（三）提升设备检测时间及结论：
（1）副井提升系统的设备、设施配套完整，符合有关规程要求，于2013年11月由郑州煤矿安全设备检测检验中心进行技术性能测试，测试结果合格。

（2）副井提升系统按《规程》要求装设有防过卷保护、过速保护、限速 保护、深度指示器失效保护、闸瓦磨损保护、松绳保护、过负荷欠电压保护等，各类保护装置完备、可靠,运转正常。

（3）副井提升系统技术档案齐全，按《规程》要求配备有要害场所记录、
（4）运行日志及巡回检查记录、事故记录、设备维修保养记录、钢丝绳检查记录、干部上岗记录、保护装置检查试验记录等，记录填写详细规范，同时每天9：00—11：00由专职人员对提升系统进行检查、维护。

二、计算过程及结果
（一）根据提升运输方式，副井能力核定计算公式为：
)(103600533304C C G G Q R T P M T P R T D T A +⨯--⨯⨯=（万t/a ）
（二）计算参数选取依据说明：
公式：按设计规范规定
副井每班最大净作业时间不宜超过5小时，计算上下人、下料时间有以下规定：
（1）升降工人时间按工人下井时间1.5倍，有综采的矿按1.6-1.8倍。

（2）每班工人下井时间竖井不宜超过40min ，斜井不宜超过60min 。

（3）升降其他人员时间为工人下井时间的20%。

（4）班下料按日需要量的50%算。

（5）下其他材料按每班5-10次。

式中：
A —副井提升核定能力，（万t/a ）;
T R —每班人员上下井总时间，1080s;
D —下其他材料次数，取5次；
R —出矸率；取30%
M ——吨煤用材料比重3%；
P C ——每次提升材料重量，0.75吨/次
Tc --每次提升材料循环时间，s/次；120
（三）计算结果：
)/(17.50)12075
.003.01203.13.0(10100510803600533304a t A 万=⨯+⨯⨯--⨯⨯= 由以上计算，副井提升系统核定能力为50.17万t/a
排水能力核定
一、概况
本井下中央水泵房安装D155-67×5型水泵3台，配套电机型号YB2400-2，10000V，220KW；单台水泵设计排水能力为155m3/h；其中：排正常涌水用泵1台，备用水泵1台，1台检修。

根据本年度水泵试运转报告工作泵的总排水能力为129m3/h，工作泵加备用泵的总排水能力为258m3/h（水泵排水能力选取检测报告测定的数据）。

沿付井井筒敷设中央水泵房至地面共有2趟Φ159无缝钢管主排水管路,沿主井井筒敷设。

2趟主排水管路在中央水泵房内通过闸阀相互联通，既能独立工作又能并联运行。

水泵排水高度234m。

水仓有效容积874m3。

水文勘测设计矿井正常涌水量为82 m3／h，最大涌水量为200 m3/h.实际矿井正常涌水量为20.1.m3／h，最大涌水量为129 m3／h。

二、效验水泵能否在20h内排出24h的正常涌水和最大涌水量
由于地质报告提供的矿井正常涌水量和最大涌水量均大于历年矿井的实际涌水量，故取其最大值，即Q min＝20.1m3/h,Q max＝200m3/h作为能力核定的计算依据。

正常涌水时一台泵工作，20小时的排水能力为
82m3/h×20=1640m3 >24×20.1m3/h =482.4m3
最大涌水时，2台泵工作，20小时的排水能力为
129m3/h×20×2=5160 m3 >24×200m3/h=4800m3
以上计算表明，，20h能排出矿井24h的正常涌水量或最大涌水量，符合《煤矿安全规程》要求。

三、水仓涌量校验
由于矿井正常涌水量为82m3/h，水仓容量应符合V≥8Q n要求。

8Q n＝8×82＝656(m3)
由于水仓容量874m 3＞656 (m 3)，符合煤矿安全规程要求。

四、矿井正常涌水时水泵排水能力计算
Pn ＝410
20⨯⨯An Bn ×330 其中：Pn__正常涌水排水能力（万吨/年）
Ｂｎ――工作泵小时排水能力
Ａｎ――平均日产吨煤所需正常涌水量ｍ３／ｔ
Ａn ＝1000
2476⨯＝1.96ｍ3／ｔ 82――正常涌水量
1000――日生产量
则：Pn ＝410
20⨯⨯An Bn ×330＝48.48万吨／年 b:最大涌水排水能力
Ｐmax ＝Ｂmax ×20／Amax ×10000×330
其中Amax —日出吨煤所需排出的最大涌水量 Amax=1000
24157⨯=3.096ｍ3／ｔ Bmax —泵房的总排水能力
Pmax —排最大涌水能力
则：410
max 20max ⨯⨯A B ×330=42.6万吨/年 综上计算，应按42.6万t/a 为排水系统生产能力核定值。

一、矿井通风能力验证
1.1 矿井通风动力验证
目前矿井主要通风机为FBCDNO16型对旋轴流式通风机2台，一台使用、一台备用；两台主要通风机的实际运行安全、稳定、可靠、合理。

1.2 矿井通风网络能力验证
根据《郑煤集团嵩阳煤业公司缸沟煤矿矿井通风阻力测定报告》可知矿井通风总阻力为1400.8Pa ，根据2013年4月矿井测风月报，矿井主斜井进风2138m ³／min ，回风立井回风2319m ³／min 。

矿井通风等积孔为：
h
Q A ⨯=19.1 …………………………………………………(5-1) 式中：S--矿井等积孔
Q--矿井总回风量，2319m ³／min
h-矿井负压 ，1400Pa
代入上式得：
2 .2311400
60 231919.119.1m h Q A ⨯⨯=⨯= 矿井通风等积孔A ≈1.23m 2。

由此可见，该矿井通风方面属于中等矿，通风网络分配合理且与风量相匹配。

1.3 矿井用风地点有效风量验证
经验证该矿井现用风地点的实际配风风量、风速、温度均满足要求。

1.4矿井稀释瓦斯能力验证
该矿井绝对瓦斯涌出量为0.63m 3/min ，矿井总回风量为2319 m 3/min ，则此时矿井瓦斯浓度为0.63/2319=0.0003%，符合《煤矿安全规程》（2011版）要求；另外从矿井瓦斯监测系统监测数据和矿井实际瓦斯检查结果看，正常供风的情况下，矿井各用风地点没有出现瓦斯超限现象。

2、 煤矿通风能力核定结果
缸沟煤矿属于瓦斯矿井，通风系统合理、无瓦斯超限的区域；形成了全负
压通风系统，各采区形成了独立完整的通风系统；采掘工作面的实际供风量超过了原设计，保持现有作业地点瓦斯浓度一般不超过0.5%；不存在串联通风、扩散通风、采空区通风的用风地点；因此不存在通风能力扣减的问题，所以最后核定矿井的通风能力为42.34万吨/年。

3、结论
⑴经对矿井采煤工作面、掘进工作面、硐室和其它用风巷道实际需风量计算，确定矿井总需风量1883.28m3/min；
⑵经矿井通风能力计算和矿井通风能力验证，最后核定矿井的通风能力为42.34万吨/年。

⑶由于缸沟煤矿为资源整合矿井，老空区和老巷多；因此，该矿井下存
在着漏风。

应采取如下措施：
①加强老空区和老巷的探查和管理，通过测风检查漏风的主要区域和地
点，予以堵截漏风；
②应加强通风设施的管理，对于密闭、风桥、风窗、风门等要专人管理，
定期维护，减少漏风；
③回采工作面老塘侧及时填实，遇到顶板完整性较好、硬度较高而可能
造成大面积悬顶的情况，要采取措施保证顶板顺利垮落，确保两巷全
部跨落。

⑷目前，矿井虽然绝对瓦斯涌出量较小，各地点瓦斯浓度较低，但矿井为
瓦斯矿井，仍需要加强瓦斯治理工作，强化通风系统，保证矿井安全生产。