2016年白洞矿井生产能力核定 报告书
2016年矿井年度生产计划
2016年矿井年度生产计划序言:准格尔旗神山煤炭有限责任公司根据内蒙古自治区国土资源厅于2006年2月12日以“内国土资采划字[2006]0046号”文划定矿区范围批复,将原准格尔旗乌兰哈达乡敖家沟煤矿与原准旗乌兰哈达乡魏家塔煤矿和内蒙古自治区东胜煤田敖家沟井田煤炭详查区进行了整合,并将其外围无矿权设置的边角地段一并划入扩大了井田范围,划定后的煤矿名称为准格尔旗神山煤炭有限责任公司敖家沟西梁煤矿。
一、矿井基本情况1.矿井位于准格尔旗铧尖村,隶属于(准格尔旗神山煤炭有责任公司),“三证一照齐全”,(属于生产矿井)。
2.矿井原设计生产能力 120 万吨/年,新核定能力 101 万吨/年,矿井瓦斯等级(低瓦斯矿井),水文地质类型(简单),煤尘(有)爆炸倾向性,煤层(易自燃、)。
矿井剩余地质储量2292.8万吨、剩余可采储量1692万吨、剩余服务年限20年。
3. 矿井开拓方式为斜井开拓,全井田分两个水平。
+1320m作为第一开采水平,以开拓开采5-1上、5-1号煤层;+1285m做为第二开采水平,以开拓开采6-1、6-2煤层。
矿井主井担负矿井提煤兼做行人及进风井;副斜井担负矿井辅助运输、行人兼做进风井;风井斜井担负矿井回风井兼做行人。
4、矿井现开采水平为第一水平,该水平分布有一个综采作业面,一个掘进作业面。
根据生产接续情况,安排年度生产计划。
二、年度采掘计划 (一) 概述1.2016年全矿井计划产量 100万吨,开拓掘进总进尺 3600 米。
2. 2016年计划有采掘活动的基本计划(详见生产计划表)巷道掘进生产计划表序号 巷道名称 巷道长度/m已掘长度 未掘长度 掘进长度m/月掘进时间/月合计备注1 5201运输顺槽 1292 950 342 400 1 102 5201切眼 200 50 350 400 13 5202运输顺槽 1296 1296 400 3.54 5202回风顺槽 1285 80 1205 400 3.55202切眼1934004001原煤生产计划表序号工作面编号面长×采高×走向长(m )可采储量 (万吨) 已采 (万吨) 未采 (万吨) 月产量(万吨) 可采时间 (月) 合计备 注1 5111工作面150×3×600 35.06 19.06 16 12 1.310.35月份以后按新核定能力生产25201工作面200×3×108978788.49三、年度采掘计划及机电设备改造、检修计划的补充说明一、根据2015年市场及采掘进度,综采2016年5月底5111综采工作面回采结束,6月至7月中旬进行搬家到面;掘进2016年5月底完成5201工作面掘进形成5201准备工作面,6月中旬将进行5202运输顺槽掘进开口;二、 2016年机电设备检修、检测计划:2016年 5月至7月完成主运输装备、空压机和主要通风机,主排水系统,高低压线路,全矿防雷装置,低压开关的检测检验工作;2016年6月完成刮板输送机的更换,以及15台液压支架的新增和综采大型设备的检修工作。
白洞煤业公司矿井基本情况
3、根据现掌握的煤层情 况和地质构造,可采用大采高 开采的工作面有7个作面,我矿井C3#层大采高综 采工作面长度为181.5米,需107个 支架,采高4.0~4.5米。
在井田中部各煤层内沿东西 倾斜方向平行布置三条煤层大巷, 并且上下层巷道重叠布置。现正 在开采的C3#层布置了一个301盘 区,该盘区由于受断层和地面构 造的影响在301盘区内又布置了三 条盘区辅助巷道。
1、井筒开拓延深方式
(1)皮带暗斜井: 从1200水 平翻车机卸载硐室按倾角β=25°, # 向下掘到石炭系930水平的C5 煤 层以下893.2米标高,斜井全长L= 726.4m,安装一部 DTC100/45/3×280大倾角皮带, 运输能力为450t/h,带速2m/s。 该皮带于2002年4月份投入使用。
二、 矿井开拓部署
白洞矿井为双立井开拓,通 风方式为中央并列抽出式,侏罗 纪开采基本结束.现正在回收边 角残煤和煤柱,生产队组主要集 中在石炭系.
(一) 石炭系井田面积、储量及生产水平
石炭系井田位于同忻联合矿井白 洞分区的南部,井田南北走向长20 00~3000m,东西倾斜长31 00~3900m,井田面积为 9.85km2,其范围内共赋存有2#、3#、 5#、6#、7#、8#、9#共七层煤,表内 储量为22471.3万吨,可采储量为 8574.2万吨。
矿井开拓延深第一生产水平确定 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。上 分组首采煤层3#层有可采储量1104.3万 吨、5#煤层有可采储量4050.6万吨,即 上分组煤层有可采储量为5151.9万吨, 占全井田可采总储量的60%以上。
(2)材料暗斜井:与皮带暗 斜井同向布置,从1165水平轨道 大巷按倾角β=22°向下掘到石炭 系C5#煤层以下的930米标高,井 筒全长L=698.3m,通过甩车场 与C3#、C5#层轨道巷构成运输、 行人系统。斜井安装一台 JKY2.5/2.3/90IVB型液压绞车,并 配有SR—60型斜井人车。
xxx煤矿生产能力核定报告
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 。
2016年通风能力核定报告资料
沙湾县东升煤炭有限责任公司东升煤矿通风能力核定报告二0一六年会审签名表会审单位及人员签字生产技术科:年月日调度室:年月日机电科:年月日安检科:年月日企管科:年月日综合办:年月日机电矿长:年月日安全矿长:年月日生产矿长:年月日总工程师:年月日矿长:年月日目录第一章矿井概况..................................... - 1 -一、矿井概况..................................... - 1 -二、井田位置及范围............................... - 1 -三、矿井开拓情况................................. - 3 -四、通风系统..................................... - 4 -五、主要通风机情况............................... - 4 -六、瓦斯与二氧化碳情况........................... - 5 -七、瓦斯抽放情况................................. - 5 -八、安全监测监控系统............................. - 5 -九、煤质自燃倾向性及爆炸性....................... - 5 - 第二章矿井需要风量计算............................. - 6 -一、矿井通风能力核定方法的选择................... - 6 -二、矿井需要风量计算............................. - 6 -三、矿井总风量.................................. - 15 - 第三章矿井通风能力核算............................ - 16 -一、 30 万t/a以下矿井计算方法.................. - 16 - 第四章矿井通风能力验证............................ - 18 -一、矿井主要通风机性能验证...................... - 18 -二、通风网络能力验证............................ - 18 -三、用风地点有效风量验证........................ - 18 -四、稀释瓦斯能力验证............................ - 18 -五、问题及建议.................................. - 19 -第一章矿井概况一、矿井概况沙湾县东升煤炭有限责任公司东升煤矿原名“沙湾县苇子沟东升煤矿”,始建于2003年, 2005年被列入自治区“十五”发展规划9万吨/年项目矿井。
2016工作总结
掘二队年度工作总结2016年,我队在矿领导的正确领导及全队员工的共同努力下,按照公司月度生产计划安排,以安全生产、质量标准化为抓手,以现场管理为重点,以职工教育为突破口,坚持“安全第一、预防为主、综合治理”的安全方针,按时完成矿下达的各项生产任务及安全生产,现将本年度工作总结如下:一、生产任务方面我队全年共完成生产任务掘进720米,其中岩巷350米、煤巷200米、半煤岩巷170米;扩修进尺1284米,回棚350米,超额完成公司下达的生产任务。
在确保完成生产任务的情况下抽调人员完成了巷道平整850米;外调人员3885人,其中外调巷修队450人、掘一队247人、运输队2342人、机电队226人、通风队140人、采二队480人。
本年度我队材料消耗大拍34068块,鞋板7014块,椽子44088根;材料消耗同比去年节约10%,其中扩修任务材料的回收达到90%以上,回棚材料的回收达到95%以上。
二、狠抓安全提升安全管理水平安全是一切工作的重中之重,只有搞好安全生产,才有企业更长远的发展;生产中我队牢固树立“安全第一”的思想,紧紧围绕安全生产的大局不放松,始终坚持不安全不生产从各个方面不断加强安全管理,严格遵守安全红线制度。
狠抓“三违”,加大施工现场隐患检查排查力度,做到施工前有隐患排查,施工中有预防措施,加大三违人员教育力度;其次是提高职工操作技能,积极参加公司组织的“技术比武”“明星员工”“技术能手”等活动;通过活动的开展规范职工操作,使每位职工都能够上标准岗,干标准活。
严格措施、规程的学习所有工程严格按照安全技术措施施工,并与现场进行比照做到不符合开工条件不生产;建立区队隐患自查台账,每天、每周由跟班队长、班干部对作业区域进行隐患排查,并按照“五定”原则进行整改落实,本年度我队自查隐患285条,隐患整改率达到了100%,通过组织隐患自查找出了我队在安全生产方面的不足。
其次做到工作勤总结、勤反思、勤学习。
矿井生产能力核定报告样本(审定:唐开永)
XX县XX镇XX老砂厂生产能力核定报告设计生产能力:2万t/a核定生产能力:3万t/a院长:总工程师:项目负责人:工程编号:四川XXXX勘察设计有限责任公司二○○六年九月参加核定人员名单目录前言 (5)第一章企业概况及井田地质特征 (9)1.1企业概况 (9)1.2井田地质特征 (11)第二章矿井储量与服务年限 (14)2.1矿井储量 (14)第三章矿井生产现状 (15)3.1矿井开拓开采 (15)3.2矿井通风 (17)3.3供电及通讯 (18)3.4安全监控 (19)3.5运输、提升、排水 (20)3.6地面生产系统 (20)3.7其它 (21)第四章矿井生产能力核定 (21)4.1采掘工作面能力核定 (21)4.2通风能力核定 (23)4.3供电能力核定 (33)4.4运输能力核定 (35)4.5提升能力核定 (36)4.6排水能力核定 (39)第五章矿井综合生产能力确定 (39)5.1安全装备及灾害预防能力评价 (39)5.2矿井综合生产能力的确定 (40)第六章矿井薄弱环节与解决措施 (41)6.1矿井存在主要问题和薄弱环节 (41)6.2主要整改措施 (41)附件:1、委托书2、采矿许可证3、安全生产许可证4、营业执照附图:矿井开拓及通风示意图附录:矿井生产能力核定表前言XX县XX镇XX老砂厂是“四证”有效的合法矿井。
矿井采用斜井开拓方式,〈〈采矿许可证〉〉法定生产能力为2万t/a。
该厂在技改过程中,对巷道断面、通风、运输、机电设备等方面严格按规程要求,在技术改造和安全投入方面力度很大,投产以来,产量逐步上升,安全状况良好。
2003年实际生产矸石1.0万t。
2004年实际生产矸石2.0万t,2005年实际生产矸石2.5万t,经核定现已达到3万t/a生产能力。
非煤矿山企业为了逐步实现规范化管理和正规生产,鉴于该矿井有瓦斯,参照国家对煤矿有关标准和规程进行管理,该厂特委托我公司进行生产能力核定。
xxx煤矿生产能力核定评测研究报告
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地煤层与采矿许可证批准地煤层一致,即矿井批准开采地山西组2#煤层和太原组10、11号煤层.估算边界与采矿许可证批准地范围边界一致.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{探明地经济基础储量(111b)为11549万吨,控制地经济基础储量(122b)为10365万吨,推断地内蕴经济资源量(333)为83万吨,探明地内蕴经济资源量(331)为812万吨,控制地内蕴经济资源量(332)为1022万吨}.2011年12月底在原储量复核报告地基础上对矿井年内地开采动用储量、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:探明地经济基础储量(111b):11187万吨;控制地经济基础储量(122b):10020.6万吨;探明地内蕴经济资源量(331):812万吨控制地内蕴经济资源量(332):1022万吨;推断地内蕴经济资源量(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、SZZ—1000/750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A j= 10-4 Y×S i×L i(万t/a)式中: A j——掘进煤量,万t/ a;Y——原煤视密度,取1.35t/m3;S i——巷道纯煤面积,取11m2;L i——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= A C + A j=360+20=380万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A j= 10-4 Y×S i×L i(万t/a)式中 A j——掘进煤量,万t/ a;Y——原煤视密度,取1.35t/m3;S i——巷道纯煤面积,取13.5m2;L i——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= A C + A j=565+25=590万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小时地正常和最大涌水量.每台水泵地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小时地排量为:280×20=5600m3正常涌水时,24小时地涌水量:83×24=1992 m3最大涌水量时,两台泵20小时地排量为:280×20×2=11200 m3最大涌水量时,24小时地涌水量:167×24=4008 m3计算结果比较,水泵20小时地正常和最大排水能力均超过24小时地正常和最大涌水量,符合规程要求.(四)水仓容量检验根据正常涌水量在1000m³/h以下时:V≥8Qs(m³)矿井水仓有效容量V为3700m³由于矿井正常涌水量Qs为83m³/h<1000m³/h.V=3700 m³>8Qs=8×83=664 m³,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地生产能力计算(1)、五采区排水能力:以正常涌水量Qn50-60m3/h,最大涌量Qm=100m3/h作为能力核定地计算依据.正常涌水时,1台泵工作,20h排水量:280×1×20=5600 m3正常涌水时,24h涌水量:60×24=1140 m3<5760 m3最大涌水时,24h涌水量:100×24=2400m3<5760 m3以上计算表明:1台水泵及1趟排水管路工作,备用水泵及管路未投入,20h能排出矿井24h地正常涌水量或最大涌水量,符合《煤矿安全规程》要求,且说明排水系统能力较大.①水仓工作水泵和备用水泵地型号及技术数据②水仓容积核验:由于矿井正常涌水量为60 m3/h<700 m3/h,水仓容量符合V≥8Q S 要求.8Q S=8×60=480(m3)而北区水仓容积为700 m3>480 m3,符合《煤矿安全规程》要求.③正常涌水量排水能力计算:An=330 =330×20×288/(10000×0.4)=475万t/a式中: A n:排正常涌水能力B n:工作水泵小时总排水能力取280m3/hP n:上年度平均日产吨煤所需排正常涌水量P n=(60×24×330)/120×104=0.4m3/t④最大涌水量排水能力计算:Am=330 =330×20×576/10000×1.05=362万t/a 式中: Am:排最大涌水能力Bm:工作水泵加备用水泵地能力取576 m3/hPm:为上年度日产吨煤所需排出地最大涌水量P m=(160×24×330)/120×104=1.05 m3/t 经计算北区水泵及管路选择相匹配,排水能力远大于涌水量满足排水要求.2、下组煤中央水泵房排水能力:由于北区水仓现未形成地质报告提供地正常涌水量Qn50-60m3/h 最大涌量Qm=100m3/h作为能力核定地计算依据.正常涌水时,1台泵工作,20h排水量:280×1×20=5600 m3正常涌水时,24h涌水量:60×24=1140 m3<5760 m3最大涌水时,24h涌水量:100×24=2400m3<5760 m3以上计算表明:1台水泵及1趟排水管路工作,备用水泵及管路未投入,20h能排出矿井24h地正常涌水量或最大涌水量,符合《煤矿安全规程》要求,且说明排水系统能力较大.①水仓工作水泵和备用水泵地型号及技术数据②水仓容积核验:由于矿井正常涌水量为60 m3/h<1200 m3/h,水仓容量符合V≥8Q S 要求.8Q S=8×60=480(m3)而北区水仓容积为2000 m3>480 m3,符合《煤矿安全规程》要求.③正常涌水量排水能力计算:An=330 =330×20×288/(10000×0.4)=475万t/a式中:A n:排正常涌水能力B n:工作水泵小时总排水能力取280m3/hP n:上年度平均日产吨煤所需排正常涌水量P n=(60×24×330)/120×104=0.4m3/t④最大涌水量排水能力计算:Am=330 =330×20×576/10000×1.05=362万t/a 式中: Am:排最大涌水能力Bm:工作水泵加备用水泵地能力取576 m3/hPm:为上年度日产吨煤所需排出地最大涌水量P m=(160×24×330)/120×104=1.05 m3/t 经计算北区水泵及管路选择相匹配,排水能力远大于涌水量,满足要求.五采区排水能力:362万吨.六采区排水能力:120万吨.矿井排水能力:482万吨.第五章供电系统能力核定一、供电系统概况xxx煤矿地面设一座35KV变电站(内设两台16000KVA主变和一台6300KVA主变).其中一回路是从南步亭110KV变电站433开关馈出至xxx35KV变电站,线路规格为LGJ-3×150-18.5KM;二回路是从刘家垣110KV变电站471开关馈出至xxx35KV变电站,线路规格为LGJ-3×185-14KM.一回路为矿井正常供电电源,二回路为备用电源,一趟使用,一趟热备,两回路上均未分接任何负荷,能保证供电地连续性和可靠性.xxx煤矿35KV变电站6KV系统向全矿各用电地点送电.1、35KV变电站供金山沟风机房一回路(613线路)架空线规格为LGJ-3×70-5.4Km;二回路(614线路)架空线规格为LGJ-3×70-5.4Km.2、35KV变电站供杨坡风机房一回路(615线路)架空线规格为LGJ-3×150-3.7Km;二回路(616线路)架空线规格为LGJ-3×150-3.7Km.3、35KV变电站供平峒变电所一回路(617线路)架空线规格为LGJ-3×185-0.8Km;二回路(618线路)架空线规格为LGJ-3×240-0.8Km.4、35KV变电站供洗煤厂一段母线(623线路),架空线规格为LGJ-3×240-0.8Km;二段母线(632线路),架空线规格为LGJ-3×240-0.8Km.5、北区地双回路供电是从平峒6KV变电所到北区中央变电所,一回路是一趟MYJV22-3×240-8.7/15-5.4Km,二回路是由两趟MYJV22-3×150-8.7/15-5.4Km并联形成.井下掘进工作面局部通风机全部实现双电源供电,专用风机与备用风机从变电所一、二回路分别供电,井下所有局部通风机全部实现专用开关、专用线路、专用变压器,风电闭锁,瓦斯电闭锁.xxx煤矿供电电源满足《煤矿安全规程》要求,矿井实现双回路供电电源.xxx煤矿符合供电能力核定地必备条件,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,系统运行正常,系统技术档案齐全,各种运行、维护、检查、事故记录完备,管理维护制度健全.没有使用国家明令禁止使用地设备和淘汰地产品.负荷统计:2012年全矿井总运行负荷为9000KW,洗煤厂最大运行负荷为4500KW,35KV变电站总得运行负荷为13500KW.二、35KV变电站电源线路安全载流量1、安全载流量校验线路电流计算I=13500÷(×35×0.9)=247A南三线路LGJ-3×150允许载流量:考虑环境温度250C时为445A(查表).I X=445A>I=247A刘三线路LGJ-3×185允许载流量:考虑环境温度250C时为515A(查表).I X=512A>I=247A2、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:ΔU1%=13.5×18.5×0.033%=8.2%>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:ΔU1%=13.5×14×0.03%=5.67%>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I1=4500÷(×6×0.9)=481A6KV变电所一回路线路LGJ-3×185允许载流量,考虑环境温度250C 时为:I=515AI=515A>I1=481A 能满足要求6KV变电所一回路I2=4500÷(×6×0.9)=481A6KV变电所二回路线路LGJ-3×240允许载流量,考虑环境温度250C 时为:则I=610AI=610>I=481A 能满足要求2、线路校验线路LGJ-3×185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)则电源线路电压降为:ΔU1%=4.5×0.8×0.03%=0.1%<5%.线路LGJ-3×240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:ΔU1%=4.5×0.8×0.026%=0.09%<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I1=4500/(1.732×6×0.9)=481A一回路是MYJV22-3×240-8.7/15-5.4Km线路,允许载流量为I X=515>481,满足要求.二回路是MYJV22-3×150-8.7/15-5.4Km线路,允许载流量为I X=2×395A=790>481A满足要求.线路压降计算北区一回路MYJV22-3×240-8.7/15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:ΔU2%=4.5×5.4×0.003%=0.07%<5%.北区二回路MYJV22-3×150-8.7/15电缆单位负荷矩时电压损失百分数:当cos∮=0.9时,为0.005%/MW.km(查表)则北区二回路电缆线路电压降为:ΔU2%=4.5×5.4×0.005%÷2=0.06%<5%.五、电源线路能力核定计算公式1、南三线路能力计算A=330×16P÷104W=330×16×8190÷(104×12.8) =338(万t/a)式中:P 为线路供电容量当线路允许载流量为445A 时,P=×445×35×0.9=24278.31KW当线路压降为5%时,P=5%÷(0.033%×18.5)=8.19(MW)=8190KW 则线路合理,允许供电容量取8190KW. W为上年度吨煤综合电耗为W=31962000÷2500000=12.8(KWh/t)2、刘三线路能力计算A=330×16P ÷104W =330×16×11900÷(104×12.8)=491(万t/a ) 式中:P 为线路供电容量当线路允许载流量为515A 时,P=×515×35×0.9=28097.37KW当线路压降为5%时,P=5%÷(0.030%×14)=11.9(MW)=11900KW 则线路合理,允许供电容量取11900KW. W 为上年度吨煤综合电耗为12.8(KWh/t) 六、主变压器能力核定计算公式主变压器能力核定计算:A=330×16w 10S 4ψ⋅(万t/a )4013.169.016000'⨯⨯ =330×16×16000×0.9÷12.8÷104 =733万t/a 式中:A —变压器地折算能力,万t/a ; S —工作变压器容量,kVA ; ψ—为全矿井地功率因数,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.主变技术参数由上述校验和计算可知,电源线路符合规程要求,刘三线、南三线电压损失超过5%,不满足单回路供电要求.根据线路及变压器地能力计算,取其较小值,确定矿井供电系统能力为338万吨/年.七、年产量达到500万吨所需条件若年产量达到500万吨时,下组煤增加1个回采工作面、5个掘进工作面,装机负荷增加2164KW,运行负荷增加1082KW.负荷增加后负荷统计:全矿井总运行负荷为10082KW.洗煤厂最大运行负荷为4500KW,35KV变电站总得运行负荷为14582KW.(一)、35KV变电站电源线路安全载流量1、线路电流计算I=14582÷(×35×0.9)=267A南三线路LGJ-3×150允许载流量:考虑环境温度250C时为445A(查表).I X=445A>I=267A刘三线路LGJ-3×185允许载流量:考虑环境温度250C时为512A(查表).I X=515A>I=267A2、线路压降校验线路LGJ-3×150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14582MW,线路长18.5km则电源线路电压降为:ΔU1%=14.582×18.5×0.033%=8.9%>5%.线路LGJ-3×185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14582MW,线路长14km则电源线路电压降为:ΔU1%=14.582×14×0.03%=6.12%>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I1=5582÷(×6×0.9)=597A6KV变电所一回路线路LGJ-3×185允许载流量:I=515A I1=597A>I=515A 能满足要求6KV变电所一回路I2=5582÷(×6×0.9)=597A6KV变电所二回路线路LGJ-3×240允许载流量:则I=610A I=610>I=597A 能满足要求2、线路压降校验线路LGJ-3×185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)则电源线路电压降为:ΔU1%=5.582×0.8×0.03%=0.13%<5%.线路LGJ-3×240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:ΔU1%=5.582×0.8×0.026%=0.12%<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-3×240规格地架空线路.2、6KV变电站一回路(617线路)不能满足我矿500万吨产量地要求,需更换为LGJ-3×240.为保证矿井地安全生产,及供电地安全可靠(载流量应为线路允许载流量地80%),需将6KV变电所一、二回路(617、618)线路更换为LGJ-3×300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:三、胶带机运输能力计算:1、五采区盘区皮带运输能力:A=300(kB2v r Ctg)/[104k1]=300(420×1.42×2.5×0.7×0.9×18×0.8)/(10000×1.1) =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=420B—胶带输送机带宽(m),取B=1.4mC—倾角系数,取C=0.9V—胶带输送机带速,V= 2.5m/sK1—运输不均匀系数,取K1=1.1r—松散煤堆积容重(t/m3),取r=0.7t/m3g—故障系数,取g=0.82、六采区一部皮带运输能力:A=300(kB2v r Ctg)/[104k1]=300(400×12×2×0.7×1×18×0.8)/(10000×1.1) =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=400B—胶带输送机带宽(m),取B=1.4mC—倾角系数,取C=1V—胶带输送机带速,V=2m/sK1—运输不均匀系数,取K1=1.1r—松散煤堆积容重(t/m3),取r=0.7t/m3g—故障系数,取g=0.83、六采区二部皮带运输能力:A=300(kB2v r Ctg)/[104k1]=300(400×12×2×0.7×1×18×0.8)/(10000×1.1)=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=400B—胶带输送机带宽(m),取B=1.4mC—倾角系数,取C=1V—胶带输送机带速,V=2m/sK1—运输不均匀系数,取K1=1.1r—松散煤堆积容重(t/m3),取r=0.6t/m3g—故障系数,取g=0.84、北区转载皮带运输能力:A=300(kB2v r Ctg)/[104k1]=300(420×1.42×2.5×0.7×0.9×18×0.8)/(10000×1.1) =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=420B—胶带输送机带宽(m),取B=1.4mC—倾角系数,取C=0.9V—胶带输送机带速,V= 2.5m/sK1—运输不均匀系数,取K1=1.1r—松散煤堆积容重(t/m3),取r=0.7t/m3g—故障系数,取g=0.85、西区皮带运输能力:A=300(kB2v r Ct g)/[104k1]=300(420×1.22×3.15×0.7×0.9×18×0.8)/(10000×1.1) =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=420B—胶带输送机带宽(m),取B=1.2mC—倾角系数,取C=0.9V—胶带输送机带速,V= 3.15m/sK1—运输不均匀系数,取K1=1.1r—松散煤堆积容重(t/m3),取r=0.7t/m3g—故障系数,取g=0.86、东区皮带运输能力:A=300(kB2v r Ct g)/[104k1]=300(420×1.22×3.15×0.7×0.9×18×0.8)/(10000×1.1) =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=420B—胶带输送机带宽(m),取B=1.2mC—倾角系数,取C=0.9V—胶带输送机带速,V= 3.15m/sK1—运输不均匀系数,取K1=1.1r—松散煤堆积容重(t/m3),取r=0.7t/m3g—故障系数,取g=0.87、主斜井强力皮带运输能力:A=300(kB2v r Ct g)/[104k1]=300(420×1.22×3.15×0.7×0.9×18×0.8)/(10000×1.1) =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=420B—胶带输送机带宽(m),取B=1.2mC—倾角系数,取C=0.9V—胶带输送机带速,V= 3.15m/sK1—运输不均匀系数,取K1=1.1r—松散煤堆积容重(t/m3),取r=0.7t/m3g—故障系数,取g=0.88、地面100皮带运输能力:A=300(kB2v r Ct g)/[104k1]=300(420×1.22×3.15×0.7×0.9×18×0.8)/(10000×1.1) =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=420B—胶带输送机带宽(m),取B=1.2mC—倾角系数,取C=0.9V—胶带输送机带速,V= 3.15m/sK1—运输不均匀系数,取K1=1.1r—松散煤堆积容重(t/m3),取r=0.7t/m3g—故障系数,取g=0.89、地面103皮带运输能力:A=300(kB2v r Ct g)/[104k1]=300(420×1.22×3.15×0.7×0.9×18×0.8)/(10000×1.1) =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=420B—胶带输送机带宽(m),取B=1.2mC—倾角系数,取C=0.9V—胶带输送机带速,V= 3.15m/sK1—运输不均匀系数,取K1=1.1r—松散煤堆积容重(t/m3),取r=0.7t/m3g—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A=300(kB2v r Ct g)/[104k1]=300(420×1.42×3.15×0.7×0.9×18×0.8)/(10000×1.1) =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=420B—胶带输送机带宽(m),取B=1.4mC—倾角系数,取C=0.9V—胶带输送机带速,V= 3.15m/sK1—运输不均匀系数,取K1=1.1r—松散煤堆积容重(t/m3),取r=0.7t/m3g—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10975m3/min,目前有2个硐室,1个其它配风地点;五采区总入风量为6042m3/min,总回风量6094m3/min,目前有1回采、1回撤、1准备、2掘进、5个硐室、3个其它配风地点;六采区总入风量为2109m3/min,总回风量2141m3/min,目前有1个准备面、2个掘进面,1个硐室,1个其它配风地点;下组煤总入风量为2194m3/min,总回风量2237m3/min,目前有1个开拓面、2个硐室;三、主扇情况:1、目前,北区杨坡立井安装有两台抽出式轴流通风机,主、备扇型号均为BDK54-8№28,电机功率为2×710KW,风叶角度一级40度、二级35度,现运行1#主扇排风量11201m3/min.负压2650Pa,通风等积孔为4.32m2.通风难易程度为:容易.2、南区金山沟立井安装有两台抽出式轴流通风机,主、备扇型号均为FBCDZ-6-NO19,电机功率2×160 KW,一级风叶角度32度、二级风叶角度25度,现运行2#主扇排风量2489m3/min,负压450Pa,通风等积孔2.33m2.通风难易程度为:中等.四、 2012年矿井生产及系统状况:根据生产衔接,2011年底,我矿南区回撤完毕,生产计划全部转入北区,同时五采区507回撤完毕.五、矿井地瓦斯情况2010年瓦斯鉴定结果为低瓦斯矿井,瓦斯绝对涌出量为7.69m3/min,相对涌出量为 1.03m3/min;二氧化碳绝对涌出量为4.53m3/min,相对涌出量为0.61m3/min.第二节矿井风量计算一、上组煤回采工作面、回采备用面及掘进面配风标准:㈠大采高回采工作面风量计算:工作面长度230m,平均采高4.25m,工作面最高气温22℃,最大控顶距为5.375m,最小控顶距为4.575m,瓦斯绝对涌出量1.23m3/min,二氧化碳绝对涌出量0.41m3/min.⑴按工作面气象条件选择适宜地风速计算:Q采=Q基本K采高K采面长K温, m3/minQ基本=60×5.375×4.25×0.7×1.0=959.4m3/minQ采=959.4×1.5×1.3×1.0=1871m3/min⑵按瓦斯(二氧化碳)涌出量计算:Q采=100×q CH4×k采=100×1.23×1.6=196.8m3/min⑶按工作面温度选择适宜风速计算:Q采=60×V采×S=60×1.0×(5.375+4.575)×4.5/2=1343.3m3/min⑷按回采工作面同时工作人数计算:Q采=4N=4×112=448 m3/min经过上述1~4计算,由上述计算结果取最大值1871m3/min,大采高回采工作面配风结果为1871m3/min.⑸工作面风速验算①工作面最低风速:V小=Q采/(H大×L大×60)=1871/(4.65×5.375×60)=1.25m/s>0.25m/s ,符合规定.②工作面最高风速:V大=Q采/ (H小×L小×60)=1871/(4.0×4.575×60)=1.70m/s<4m/s,符合规定.经验算工作面配风量在1871m3/min时,风速符合规定,能满足通风要求.所以大采高回采工作面需要风量为1871m3/min.㈡大采高准备面风量计算:Q大采高备≥1/2 Q大采高=1/2×1871=936m3/min则大采高备用面配风量为936m3/min㈢小采高回采工作面风量计算:工作面长度230m,平均采高2.2m,工作面最高气温22℃,最大控顶距为4.285m,最小控顶距为3.655m,瓦斯绝对涌出量0.32m3/min,二氧化碳绝对涌出量0.1m3/min.⑴按工作面气象条件选择适宜地风速计算:Q采=Q基本K采高K采面长K温(m3/min)Q基本=60×4.285×2.4×0.7×1.3=561.5m3/minQ采=561.5×1.1×1.3×1.0=803m3/min⑵按瓦斯(二氧化碳)涌出量计算:Q采=100××k采=100×0.32×1.6=51.2m3/min⑶按工作面温度选择适宜风速计算:Q采=60×V采×S=60×1.1×(4.285+3.655)×2.2/2=576m3/min⑷按回采工作面同时工作人数计算:Q采=4N=4×112=448 m3/min经过上述1~4计算,由上述计算结果取最大值803m3/min,小采高回采工作面配风结果为803m3/min.⑸工作面风速验算①工作面最低风速:V小=Q采/(H大×L大×60)=803/(2.4×4.285×60)=1.3m/s>0.25m/s ,符合规定.②工作面最高风速:。
国家能源局公告2016年第7号——全国煤矿生产能力变化情况表(2016年1月~6月)
国家能源局公告2016年第7号——全国煤矿生产能力变化情况表(2016年1月~6月)
文章属性
•【制定机关】国家能源局
•【公布日期】2016.09.13
•【文号】国家能源局公告2016年第7号
•【施行日期】2016.09.13
•【效力等级】部门规范性文件
•【时效性】现行有效
•【主题分类】煤炭及煤炭工业
正文
国家能源局公告
2016年第7号
按照《国务院关于煤炭行业化解过剩产能实现脱困发展的意见》(国发〔2016〕7号)、《国家能源局关于建立煤矿生产能力登记和公告制度的通知》(国能煤炭〔2013〕476号)等文件要求,现将截至2016年6月底煤矿生产能力信息变化情况予以公告。
2016年1-6月,首次公告煤矿143处,重新公告煤矿12处,产能增加煤矿56处,产能减少煤矿18处,取消公告煤矿423处,变更名称煤矿83处。
从2016年开始,按全年作业时间不超过276个工作日重新确定煤矿产能,原则上法定节假日和周日不安排生产。
实行适度弹性工作日制度的煤矿,应制定具体方案并向当地市级以上煤炭行业管理部门、行业自律组织及指定的征信机构备案,自觉接受行业监管和社会监督。
由于实施改造、停产整顿等原因暂未重新确定产能的煤矿,恢复生产前应完成重新确定产能工作并予以公告。
煤矿必须严格遵守国家有关法律、法规、规章、规程、标准和技术规范,不得
超能力生产。
煤矿生产能力发生变化后,各省级煤炭行业管理部门应及时变更登记,并将煤矿生产能力变化情况报国家能源局重新公告。
附件:全国煤矿生产能力变化情况表(2016年1月~6月)
国家能源局
2016年9月13日。
20160126新集一矿瓦斯抽采达标生产能力核定报告
新集一矿瓦斯抽采达标生产能力核定根据《煤矿生产能力管理办法和核定标准》要求,对本矿井瓦斯抽采达标生产能力进行核定。
一、概况(一)矿井瓦斯等级2015年7月份矿井进行瓦斯等级鉴定,经鉴定,矿井绝对瓦斯涌出量为57.63m3/min,相对瓦斯涌出量10.03m3/t,最大绝对二氧化碳涌出量13.71m3/min,最大相对二氧化碳涌出量2.39m3/t。
经上述鉴定结果,矿井瓦斯等级应为低瓦斯矿井,但我矿13-1、11-2、6-1号煤层经煤炭科学研究院抚顺分院鉴定为突出煤层,7-1、7-2号煤层经中国矿业大学鉴定为突出煤层,因此矿井瓦斯等级为突出矿井。
(二)瓦斯抽采系统矿井在中央工业场地建有地面永久抽采系统,共安装6台瓦斯抽采泵,其中4台2BE3-52型水环真空泵(2用2备),电机功率250kW,额定抽采能力200m3/min,主要用于低负压抽采;另有2台2BEY-72型水环真空泵(1用1备),电机功率710kW,额定抽采能力450m3/min,主要用于高负压抽采。
矿井西区安装4台2BEY81型真空泵,两用两备,功率800Kw/台,额定流量500m3/min/台,主要用于矿井西区瓦斯抽采。
矿井中央区低负压抽采系统两趟主管路∮630mm、∮529mm和一趟高负压∮630mm主管路均由管道钻孔入井;西区通过两趟∮630mm规格抽采管道经管道钻孔到达井下。
井下采区抽采干管∮630mm、∮529mm、∮426mm,工作面支管∮325mm、∮219mm管路;抽采系统入井管路、抽采干管与地面瓦斯抽采泵抽采能力相匹配,配套设施齐全,瓦斯抽采系统运行稳定,矿井瓦斯抽采系统能够满足矿井瓦斯抽采的需要。
(三)瓦斯抽采方法矿井目前主要采取底板穿层钻孔、顺层孔、高抽巷、顶板走向高位钻孔、上隅角埋管抽采等综合抽采方法。
(四)抽采参数及相关指标中央区高负压抽采系统平均抽采瓦斯浓度10.68%,抽采运行泵的年均运行负压50kPa;低负压抽采系统平均抽采瓦斯浓度8.32%,抽采运行泵的年均运行负压35kPa 。
煤矿生产能力报告书
前进煤矿生产能力核定报告书核定资质单位负责人:核定资质单位项目负责人:湖南省白沙煤电集团二00六年十月八日煤矿生产能力核定及报告编制人员目录第一章概述第一节核定工作的简要过程第二节核定依据的主要法律、法规、规范和技术标准第三节核定主要系统环节及结果第四节最终确定的煤矿核定生产能力第二章煤矿基本概况第一节自然属性第二节矿井建设情况第三节煤矿生产现状第三章煤矿生产能力核查计算第一节资源储量核查第二节主井提升系统能力核定第三节副井提升系统能力核定第四节井下排水系统能力核定第五节供电系统能力核定第六节井下运输系统能力核定第七节采掘工作面能力核定第八节通风系统能力核定第九节地面生产系统能力核定第十节压风、灭尘、瓦斯抽排、通讯等系统核查情况第四章煤矿生产能力核定结果第一节各环节能力核定结果分析第二节煤炭资源保障程度分析第三节煤矿生产能力核定结果第五章问题及建议第一节各生产系统(环节)存在的主要问题第二节建议采取的整改措施附件:一、附表:1、井工矿生产能力核定人员登记表2、煤矿基本情况表3、上年主要技术经济指标表4、煤矿前3年实际产量和后3年预安排产量表5、上年底套改各类煤炭资源储量表6、上年底可采储量表7、主井提升能力核定表8、副井提升能力核定表9、混合井提升能力核定表10、排水能力核定表11、供电能力核定表12、井下运输能力核定表13、采掘工作面能力核定表14、矿井通风能力核定表15、采煤工作面通风参数表16、掘进工作面通风参数表17、地面生产系统能力核定表二、附图:1、井上下对照图2、采掘工程平面图(包括后3年的采场接续安排图、表)3、矿井通风系统图4、矿井运输系统图5、矿井排水系统图6、供电系统图7、地面生产系统图三、附依据资料1、核定生产能力合同书2、提供资料承诺书3、依法认定的勘探报告或资源储量核实(检测)评审意见书4、矿井改扩建、技术改造、整合改造等设计批文及竣工验收批文5、年度安全评价结论意见6、主要设备测定资料7、发生变化的生产系统(环节)的情况、原因及相关证明文件等8、改变采掘生产工艺的原因、技术论证、批准文件9、煤层赋存条件发生变化的情况、原因和证明材料。
煤矿开采企业生产能力核定报告-37页word资料
煤炭生产企业生产能力核定报告书煤炭科学研究总院二○一○年三月目录前言 (1)1 概述 (2)1.1生产能力核定必备条件 (2)1.2煤矿生产能力核定工作的简述 (2)1.3 煤矿生产能力核定的主要依据 (2)1.4 核定主要系统环节及结果 (3)1.5 最终确定矿井核定生产能力 (3)2 煤矿基本情况 (4)2.1 自然属性 (4)2.2 矿井建设情况 (6)2.3 煤矿生产现状 (7)3 煤矿生产能力核查计算 (10)3.1 矿井资源/储量核查 (10)3.2 提升系统生产能力核定 (11)3.3副井提升能力核定 (12)3.4井下排水系统能力核定 (12)3.5 供电系统生产能力核定 (14)3.6 井下运输系统能力核定 (16)3.7 采掘工作面生产能力核定 (19)3.8通风系统能力核定 (21)3.9 地面生产系统能力核定 (28)3.10压风、灭尘、通信等系统核查情况 (30)3.11矿井安全程度,监测、监控等安全设施核查情况 (31)4煤矿生产能力核定结果 (32)4.1 矿井各环节能力核定结果分析 (32)4.2 煤矿资源储量保障程度分析 (32)4.3 煤矿生产能力核定结果 (32)4.4 导致煤矿生产能力变化的因素 (32)5 问题及建议 (33)5.1 各生产能力存在的主要问题 (33)5.2 建议采取的整改措施 (33)附件:1、煤矿生产能力核定表2、生产能力核定委托书(原件)3、煤矿承诺书(原件)4、XX煤炭局关于XX煤矿技术改造初步设计的批复(XX煤局发〔2019〕306号);5、XX煤炭局关于XX煤矿改扩建初步设计(修改)的批复(XX煤局发〔2019〕158号);6、《竣工改造项目意见书〉的通知》(鄂煤局发[2009]19号);7、《煤炭资源储量核实报告》矿产资源储量评审备案证明(内国土资储备字[2019]146号);8、《关于2009年瓦斯等级鉴定报告的批复》(内煤局字[2009]603号);9、主井提升设备检测检验报告(复印件)10、主要通风机检测检验报告(复印件)11、水排水泵检测检验报告(复印件)12、安全质量标准化荣誉证书(或批复文件)(复印件)13、煤矿安全评价结论意见附图:1)井上下对照图2)采掘工程平面图3)通风系统图4)供电系统图5)工业广场总平面布置图前言煤矿生产能力核定标志着一个独立完整的煤炭生产系统正常的产出水平,是反映煤矿技术经济特征的基本指标。
煤矿生产能力核定报告书编制格式
煤矿生产能力核定报告书编制格式
一、统一的A4纸张。
1.目录采用四号宋体。
2.正文
一级标题采用四号黑体,二级标题采用四号楷体,正文用四号宋体。
二、材料
1.核定生产能力合同书
2.煤矿向核定资质单位提供资料承诺书
3.矿井改扩建、技术改造、整合改造等设计批文及竣工验收批文
4.依法认定的勘探报告、资源储量核实(检测)评审意见书
5.发生变化的生产系统(环节)的相关证明
6.改变采掘生产工艺技术认证、批准文件
7.煤矿安全评价结论意见
8.其它有关的依据资料
9.五证一照扫描件
三、图纸
1.井上下对照图
2.采掘工程平面图
3.矿井通风系统图
4.供电系统图
5.选煤厂选煤流程图
6.其它有关图纸
注:封面和扉页由集团科技公司制作。
所有资料必须是电子文档,2003年版,图纸保存2004年版,有符号库和字体库的要一并提供。
表格没有的可不填,但要全,表格采用一个工作薄13个工作表。
图框图签要统一,由集团统一下发。
一矿一文件夹,附件单独用文件夹。
矿井生产能力核定标准
煤矿生产能力核定标准河南省煤层气开发利用有限公司二〇一一年一月目录第一章总则 (1)第二章资源储量及服务年限核查 (2)第三章提升系统生产能力核定 (2)第四章井下排水系统生产能力核定 (6)第五章供电系统生产能力核定 (7)第六章井下运输系统生产能力核定 (8)第七章采掘工作面生产能力核定 (11)第八章通风系统生产能力核定 (14)第九章地面生产系统生产能力核定 (22)第十章露天煤矿生产能力核定 (23)第十一章选煤厂生产能力核定 (25)第十二章附则 (26)第一章总则第一条为科学核定煤矿生产能力,依据有关法律、法规和技术政策,制定本标准。
第二条核定煤矿生产能力,必须具备以下条件:(一)依法取得采矿许可证、安全生产许可证、煤炭生产许可证和营业执照;(二)有健全的生产、技术、安全管理机构及必备的专业技术人员;(三)有完善的生产、技术、安全管理制度;(四)各生产系统及安全监控系统运转正常。
第三条核定煤矿生产能力以万t/a为计量单位,年工作日采取330d。
第四条核定煤矿生产能力应当逐项核定各生产系统(环节)的能力,取其中最低能力为煤矿综合生产能力。
同时核查采区回采率、煤炭资源可采储量和服务年限。
井工矿主要核定主井提升系统、副井提升系统、排水系统、供电系统、井下运输系统、采掘工作面、通风系统和地面生产系统的能力。
矿井压风、灭尘、通讯系统和地面运输能力、高瓦斯矿井瓦斯抽排能力等作为参考依据,应当满足核定生产能力的需要。
露天矿主要核定穿爆、采装、运输、排土等环节的能力。
除尘、防排水、供电、地面生产系统的能力作为参考依据,应当满足核定生产能力的需要。
第五条核定煤矿生产能力档次划分标准为:(一)30万t/a以下煤矿以1万t为档次(即1、2万t/a……);(二)30万t/a至90万t/a煤矿以3万t为档次(即33、36万t/a……);(三)90万t/a至600万t/a煤矿以5万t为档次(即95、100万t/a……);(四)600万t/a以上的煤矿以10万t为档次(即610、620万t/a……)。
2016年度采掘工程情况
驻马店市吴桂桥煤矿2016年全年全矿井回收率总结报告根据国土资发[2005] 61号文和地测质量标准化考核实施细则的要求,为了进一步加强煤炭资源管理,做到精采细掘,提高我矿矿井资源回收率,最大能力地延长矿井寿命,现对我矿2016年对全矿井储量损失率做具体分析、总结,报告如下:2016年主要回采二22煤层(13201工作面、11210工作面、11205工作面)、四3煤层(11402工作面),巷道掘进主要在二22煤层。
现将情况分述如下:截止至2016年底,二22煤层回采132采区13201工作面,工作面回采平均长度146米、回采平均宽度93米,工作面回采面积2.46万平方米;112采区11210工作面,工作面回采平均长度71米、回采平均宽度116米,工作面回采面积1.12万平方米;112采区11205工作面,工作面回采平均长度271米、回采平均宽度118米,工作面回采面积1.76万平方米。
四3煤层回采114采区11402工作面,工作面回采平均长度124米,回采平均宽度87米,回采面积1.08万平方米。
截止至2016年底,二22煤层132采区13201工作面掘进巷道长612米,掘进巷道宽3.6米,掘进巷高3.0米;二22煤层112采区11210工作面掘进巷道长1644米,掘进巷道宽3.6米,掘进巷高3.0米。
2016年度采掘情况一览表一、回采率及保有储量计算根据我矿实际开采情况,工作面损失主要为工作面采高损失及工作面落煤损失,而采区损失主要为工作面损失和煤柱损失。
2016年度二22、四3煤层的工作面回采率及采区回采率计算如表:注:①132采区煤柱损失包括:因地质因素造成13201工作面损失的煤柱(2003m2);132采区与112采区及上下工作面之间分摊的煤柱(1964m2)。
②112采区煤柱损失包括:11205工作面与11207、11203工作面之间分摊的煤柱(532m2);11210工作面与11212、11208工作面之间分摊的煤柱(449m2);11210工作面切眼留设的断层保护煤柱(4584m2)。
白芦能力核定需补充的资料(第1次)
白芦能力核定需补充的资料清单(第1次)白芦能力核定经朔州市煤管局组织专家评审后,现需进行修改。
根据专家意见,仍需矿方提供如下技术资料:机电1、最新的空压机检测报告;2、请简要叙述采区水泵房排水形式,两台卧泵?两台潜水泵?还是两台卧泵两台潜水泵同时开启?另外,提供水泵联合排水试验报告以及采区排水潜水电泵检验报告。
3、之前提供的主排水设备检验报告过期,请提供最新的报告。
4、17年的实测涌水量数据。
5、最新的水文地质类型划分报告。
6、副斜井每次提升矸石7.2t/次是否准,请提供准确数据。
7、通风机检验报告过期,提供最新检验报告8、需要矿方提供矿井地面、井下全部负荷统计表,或者按照以下格式填写如下数据。
矿井设备装机总容量——kW,设备工作容量——kW,最大涌水时实际运行设备负荷———kW,功率因数——。
其中地面设备装机总容量——kW,工作容量——kW,实际运行设备总负荷——kW;井下设备装机总容量——kW,工作容量——kW,最大涌水时实际运行设备最大负荷——kW。
9、需要矿方提供上年度总用电量,原煤总产量,上年度综合电耗。
上年度总用电量——万kWh,原煤总产量——万吨;上年度综合电耗——kWh/t。
采掘及通风1、17年储量年报评审意见及批复;2、标有三区(可采、缓采、禁采)的采掘工程平面图;3、17年10、11、12月的测风旬报;4、最新的通风阻力测定报告;5、最新的瓦斯涌出量预测报告;6、15、16、17年的瓦斯等级鉴定报告;7、通风网络图及避灾路线图;8、按240万吨/年生产能力做的瓦斯涌出量预测报告;9、安全监控系统图;10、注浆系统图;。
2016年度一及二级申报材料说明
2021年度一、二级标准化矿井报送材料事项说明各产煤市〔州〕、川煤集团及古叙公司标准化业务主办同志:为认真落实国家煤监局及省局标准化考评有关文件要求和精神,现将2021年度一、二级标准化矿井申报材料做具体说明,请按此落实相关工作。
〔一〕煤矿企业申报一级标准化矿井申报资料,应在全省煤矿平安质量标准化信息系统申报,以便省局及时安排申报矿井平安质量标准化现场考评工作,有关纸质材料提交按国家局要求执行〔待国家局通知后再确定〕。
〔二〕煤矿企业申报二级标准化矿井申报资料,应在全省煤矿平安质量标准化信息系统申报外,还应向省局提交以下纸质材料:1. 2021年度二级平安质量标准化申报煤矿申报表〔附件1〕;2.二级平安质量标准化申报煤矿〔井工〕评分汇总表〔附件2〕;3.煤矿平安质量标准化领导小组任命文件;4.煤矿平安质量标准化建设考核及奖惩方法文件。
〔三〕其他1.附件2〔一〕企业自评得分情况表按实际验收月份填写,未验收月份请注名原因。
2.附件2〔二〕上级主管部门〔企业集团〕检查得分情况至少填写一个月份。
3.川煤集团及古叙公司申报矿井县级标准化工作主管部门意见不用签署意见和盖章。
4.申报矿井纸质材料由产煤市〔州〕监管部门收齐后统一邮寄成都市文殊院街十六号顾春阳收〔国有重点煤矿分别由川煤集团及古叙公司收齐报送〕邮政编码:610017煤矿平安监管处2021年6月22日附件12021年度二级平安质量标准化井工煤矿申报表矿井名称:隶属关系:所在地区:填表日期:填表说明一、“井工煤矿主要指标情况〞表中“传感器种类〞指“甲烷传感器、一氧化碳传感器、温度传感器、风速传感器〞等;“数量〞指各种传感器数量之和。
二、“井工煤矿主要指标情况〞表中人员管理系统情况“监控范围〞应填“全矿井〞或“局部区域〞。
三、填表单位要对本表所涉及所有内容和数据的真实性、准确性负责。
井工煤矿基本情况井工煤矿主要指标情况.附件2二级平安质量标准化申报煤矿〔井工〕评分汇总表申报煤矿名称〔盖章〕:一、企业自评得分情况二、上级主管部门〔企业集团〕检查得分情况。
2016年通风能力核定报告分解
沙湾县东升煤炭有限责任公司东升煤矿通风能力核定报告二0一六年会审签名表会审单位及人员签字生产技术科:年月日调度室:年月日机电科:年月日安检科:年月日企管科:年月日综合办:年月日机电矿长:年月日安全矿长:年月日生产矿长:年月日总工程师:年月日矿长:年月日目录第一章矿井概况..................................... - 1 -一、矿井概况..................................... - 1 -二、井田位置及范围............................... - 1 -三、矿井开拓情况................................. - 3 -四、通风系统..................................... - 4 -五、主要通风机情况............................... - 4 -六、瓦斯与二氧化碳情况........................... - 5 -七、瓦斯抽放情况................................. - 5 -八、安全监测监控系统............................. - 5 -九、煤质自燃倾向性及爆炸性....................... - 5 - 第二章矿井需要风量计算............................. - 6 -一、矿井通风能力核定方法的选择................... - 6 -二、矿井需要风量计算............................. - 6 -三、矿井总风量.................................. - 15 - 第三章矿井通风能力核算............................ - 16 -一、 30 万t/a以下矿井计算方法.................. - 16 - 第四章矿井通风能力验证............................ - 18 -一、矿井主要通风机性能验证...................... - 18 -二、通风网络能力验证............................ - 18 -三、用风地点有效风量验证........................ - 18 -四、稀释瓦斯能力验证............................ - 18 -五、问题及建议.................................. - 19 -第一章矿井概况一、矿井概况沙湾县东升煤炭有限责任公司东升煤矿原名“沙湾县苇子沟东升煤矿”,始建于2003年, 2005年被列入自治区“十五”发展规划9万吨/年项目矿井。
2016年采掘计划说明书解析
库车县伟晔矿业有限责任任公司克孜库坦煤矿2016年度采掘计划152.37万吨编制说明书矿长:审核:编制:王海林一、编制原则按照公司文件要求编制2016年采掘计划。
认真贯彻执行国家的各项政策、法律、法规。
合理安排采掘比例关系,根据目前矿井采掘情况,保证生产的正常衔接,坚持正规的采掘顺序。
坚持“安全第一、预防为主、防治结合、综合治理”的方针,立足实事求是,抓好当前采掘、安全工作、兼顾长远发展,做好节能减排,提高资源回收效率、降低生产成本,充分发挥机械化采掘的优势,实现矿井的可持续发展。
二、矿井概况克孜库坦煤矿0.60Mt/a技改工程已基本完成,目前为试生产阶段,多水平分区式开采,所开采煤层为下10、下7和下8煤层。
下10采区已布置一采两备,下7采区已布置两个备用面,采煤方法采用走向长壁后退式,综合机械化采煤工艺;一个综掘面,一个连采面。
主运输系统为皮带运输,斜风井回风,通风方式为分区式。
三、2016年矿井采掘计划部置1、2016年矿井本着安全、高产高效的原则组织生产。
按行业规范和设计要求,压缩头面数,通过提高单产单进水平,保证矿井采掘接续平衡。
在通风、运输提升、供电、安全监控等保证安全生产的前提下, 2016年计划生产采区为下10采区、下7采区和下8采区,在下10采区21002、41002和下7采区701工作面回采,在下7煤层703工作面连采机回采,掘进开拓下8煤层系统。
2、下10北翼采区已完成31003备用面,下10东翼采区已完成41002备用面,下7采区已完成701备用面和702备用面,在703和31002掘进连采备用面。
四、2016年矿井生产基本条件(一)生产有利条件1、矿井通风能力满足生产要求,风井安装FBCDZ-6-No18型主通风机两台,一台工作,一台备用。
风机风量26-112m³/s,风压172-2403Pa,风量控制采用变频调速,主要风机运行稳定,实测供风量满足系统配风要求和目前变频情况。
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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1949年,大同矿务局组织修建恢复白洞矿井,1953年开始排水,1954年6月将积水排完,1955年2月正式恢复生产,并于1958年12月投产,设计能力为90万吨/年。
1960年5月9日白洞矿发生重大煤尘爆炸事故后矿井停产封闭。
1960年9月1日,老白洞矿和新白洞矿合并为一个矿,称“白洞矿”。
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,根据国家有关政策白洞矿于2001年3月19日关闭破产,并于同年11月12日重新组建为大同煤矿集团白洞煤业有限责任公司。
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。
为了解决白洞矿井生产接替,延长矿井寿命,根据大同矿务局设计院编制的“白洞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白洞分区的南部,井田面积为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日重新组建为大同煤矿集团白洞煤业公司以来,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白洞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: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大同石炭系煤田的东部,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,井田面积为8.27km2。
(2)、白洞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一、核定计算条件:白洞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。
二、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,白洞煤业公司主井提升核定能力为121.15万t/a。
三、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、概况白洞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3.5t。
白洞煤业公司930斜井提升机为JKY2.5/2.3/901VB,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:41163600-- 10( ) 3303R Q M G CM G C T D T k k R M T T T P P P A ⨯⨯++=⨯ 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),% ;P G —每次提矸石重量,t/次;T M —每次提煤循环时间,s/次;P M —每次提煤重量,t/次;T G —每次提矸循环时间, s/次;M —吨煤用材料比重,%;M =车数×P C /上年度原煤产量(165万t/a );上年度车数10000车左右;计算得M =9%。
P C —每次提升材料重量,3×(1.5+3.5)t/次;T C —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(指下炸药、设备、长材等),取10次/班;T Q —每次提升其他材料循环时间,取650s/次;T R —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;k 1—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:A 1=330×3[(6×3600-DT Q )/( 104×MTc/P C )]=330×3[(6×3600-10×650)/( 104×0.09×650/15)]=383.3万t/a2、930斜井提升能力核定计算:A=330×3[(6×3600-DT Q)/( 104×MTc/P C)]式中:T C—每次提升材料循环时间,取900s/次;T Q—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-DT Q)/( 104×MTc/P C)]=330×3[(6×3600-10×900)/( 104×0.09×900/15)]=231万t/a3、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水平中央泵房安装D155-30×9离心式水泵3台,其中2台工作,1台备用。
沿副井筒安装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134.3 m3/h,额定流量155 m3/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水平泵房安装MD280-65×7离心式水泵3台,其中2台工作,1台备用。
沿930材料暗斜井筒安装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100 m3/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= 2400m3<2686 m3;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=2784m3<4800m3最大涌水时,24h涌水量:145×24=3480m3<4800m3;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/h<1000m3/h,水仓容积应符合V≥8Qs要求。
8×Qs=8×216=1728( m3)实际水仓容量4000m3>1728m3,满足《煤矿安全规程》要求。