xxx煤矿生产能力核定报告.doc

500WT生产能力核定报告书xxx煤矿二一三年十一月一日目 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 + Aj=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 + Aj=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108或159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108或159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273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：280205600m3正常涌水时，24小时的涌水量：83241992 m3最大涌水量时，两台泵20小时的排量为：28020211200 m3最大涌水量时，24小时的涌水量：167244008 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：V8Qs（m）矿井水仓有效容量V为3700m由于矿井正常涌水量Qs为83m/h1000m/h。V=3700 m8Qs=883=664 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Qm=100m3/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：280120=5600 m3正常涌水时，24h涌水量：6024=1140 m35760 m3最大涌水时，24h涌水量：10024=2400m35760 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的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。水仓工作水泵和备用水泵的型号及技术数据名称数量扬程流量电机功率离心泵3台215m280m3/h220KW型号水仓容积配套管路电压等级D280-43*5700 m32736KV水仓容积核验：由于矿井正常涌水量为60 m3/h480 m3，符合煤矿安全规程要求。正常涌水量排水能力计算：An=330 =33020288/（100000.4）=475万t/a式中： An：排正常涌水能力Bn：工作水泵小时总排水能力 取280m3/hPn：上年度平均日产吨煤所需排正常涌水量 Pn=（6024330）/120104=0.4m3/t最大涌水量排水能力计算：Am=330 =33020576/100001.05=362万t/a式中： Am：排最大涌水能力 Bm：工作水泵加备用水泵的能力 取576 m3/hPm：为上年度日产吨煤所需排出的最大涌水量Pm=（16024330）/120104=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的正常涌水量Qn50-60m3/h最大涌量Qm=100m3/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：280120=5600 m3正常涌水时，24h涌水量：6024=1140 m35760 m3最大涌水时，24h涌水量：10024=2400m35760 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的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。 水仓工作水泵和备用水泵的型号及技术数据名称数量扬程流量电机功率离心泵3台172m280m3/h220KW型号水仓容积配套管路电压等级D280-43*51200 m32736KV水仓容积核验：由于矿井正常涌水量为60 m3/h480 m3，符合煤矿安全规程要求。正常涌水量排水能力计算：An=330 =33020288/（100000.4）=475万t/a式中：An：排正常涌水能力 Bn：工作水泵小时总排水能力 取280m3/h Pn：上年度平均日产吨煤所需排正常涌水量 Pn=（6024330）/120104=0.4m3/t最大涌水量排水能力计算：Am=330 =33020576/100001.05=362万t/a式中： Am：排最大涌水能力 Bm：工作水泵加备用水泵的能力 取576 m3/hPm：为上年度日产吨煤所需排出的最大涌水量Pm=（16024330）/120104=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-3150-18.5KM；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-3185-14KM。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，能保证供电的连续性和可靠性。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-370-5.4Km；二回路（614线路）架空线规格为LGJ-370-5.4Km。2、35KV变电站供杨坡风机房一回路（615线路）架空线规格为LGJ-3150-3.7Km；二回路（616线路）架空线规格为LGJ-3150-3.7Km。3、35KV变电站供平峒变电所一回路(617线路)架空线规格为LGJ-3185-0.8Km；二回路(618线路)架空线规格为LGJ-3240-0.8Km。4、35KV变电站供洗煤厂一段母线（623线路），架空线规格为LGJ-3240-0.8Km；二段母线（632线路），架空线规格为LGJ-3240-0.8Km。5、北区的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MYJV22-3240-8.7/15-5.4Km，二回路是由两趟MYJV22-3150-8.7/15-5.4Km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的必备条件，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的设备和淘汰的产品。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(350.9)=247A南三线路LGJ-3150允许载流量:考虑环境温度250C时为445A(查表)。IX=445AI=247A 刘三线路LGJ-3185允许载流量:考虑环境温度250C时为515A(查表)。IX=512AI=247A 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：U1%=13.518.50.033%=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：U1%=13.5140.03%=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(60.9)=481A 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:I=515AI=515AI1=481A 能满足要求6KV变电所一回路I2=4500(60.9)=481A 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I=610AI=610I=481A 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：U1%=4.50.80.03%=0.1%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：U1%=4.50.80.026%=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/（1.73260.9）=481A一回路是MYJV22-3240-8.7/15-5.4Km线路,允许载流量为 IX=515481，满足要求。二回路是MYJV22-3150-8.7/15-5.4Km线路，允许载流量为IX=2395A=790481A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：U2%=4.55.40.003%=0.07%5%.北区二回路MYJV22-3150-8.7/15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：U2%=4.55.40.005%2=0.06%I=267A 刘三线路LGJ-3185允许载流量:考虑环境温度250C时为512A(查表)。IX=515AI=267A 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：U1%=14.58218.50.033%=8.9%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：U1%=14.582140.03%=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(60.9)=597A 6KV变电所一回路线路LGJ-3185允许载流量:I=515AI1=597AI=515A 能满足要求6KV变电所一回路I2=5582(60.9)=597A 6KV变电所二回路线路LGJ-3240允许载流量:则I=610AI=610I=597A 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：U1%=5.5820.80.03%=0.13%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：U1%=5.5820.80.026%=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-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-14001500t/h2.5m/s2*2001750m六采区一部皮带SSJ-10001000t/h2.0m/s2*90350m六采区二部皮带SSJ-10001000t/h2.0m/s2*90300m北区转载皮带SSJ-14001500t/h2.5m/s200100m西区皮带DTL120/1201200t/h3.15m/s2*160X1200m东区皮带DTL120/1201200t/h3.15m/s2*3151320m主斜井强力皮带DTL120/1201200t/h3.15m/s2*4501340m地面100皮带DTL120/1201200t/h3.15m/s200150m地面103皮带DTL120/1201200t/h3.15m/s9090m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）/104k1300(4201.422.50.70.9180.8)/(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K420B胶带输送机带宽（m），取B1.4mC倾角系数，取C0.9V胶带输送机带速，V 2.5m/sK1运输不均匀系数，取K11.1r松散煤堆积容重（t/m3），取r0.7t/m3g故障系数，取g0.82、六采区一部皮带运输能力：A300（kB2v r Ctg）/104k1300(4001220.71180.8)/(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K400B胶带输送机带宽（m），取B1.4mC倾角系数，取C1V胶带输送机带速，V2m/sK1运输不均匀系数，取K11.1r松散煤堆积容重（t/m3），取r0.7t/m3g故障系数，取g0.83、六采区二部皮带运输能力：A300（kB2v r Ctg）/104k1300(4001220.71180.8)/(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K400B胶带输送机带宽（m），取B1.4mC倾角系数，取C1V胶带输送机带速，V2m/sK1运输不均匀系数，取K11.1r松散煤堆积容重（t/m3），取r0.6t/m3g故障系数，取g0.84、北区转载皮带运输能力：A=300（kB2v r Ctg）/104k1300(4201.422.50.70.9180.8)/(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K420B胶带输送机带宽（m），取B1.4mC倾角系数，取C0.9V胶带输送机带速，V 2.5m/sK1运输不均匀系数，取K11.1r松散煤堆积容重（t/m3），取r0.7t/m3g故障系数，取g0.85、西区皮带运输能力：A=300（kB2v r Ct g）/104k1300(4201.223.150.70.9180.8)/(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K420B胶带输送机带宽（m），取B1.2mC倾角系数，取C0.9V胶带输送机带速，V 3.15m/sK1运输不均匀系数，取K11.1r松散煤堆积容重（t/m3），取r0.7t/m3g故障系数，取g0.86、东区皮带运输能力：A=300（kB2v r Ct g）/104k1300(4201.223.150.70.9180.8)/(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K420B胶带输送机带宽（m），取B1.2mC倾角系数，取C0.9V胶带输送机带速，V 3.15m/sK1运输不均匀系数，取K11.1r松散煤堆积容重（t/m3），取r0.7t/m3g故障系数，取g0.87、主斜井强力皮带运输能力：A=300（kB2v r Ct g）/104k1300(4201.223.150.70.9180.8)/(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K420B胶带输送机带宽（m），取B1.2mC倾角系数，取C0.9V胶带输送机带速，V 3.15m/sK1运输不均匀系数，取K11.1r松散煤堆积容重（t/m3），取r0.7t/m3g故障系数，取g0.88、地面100皮带运输能力：A=300（kB2v r Ct g）/104k1300(4201.223.150.70.9180.8)/(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K420B胶带输送机带宽（m），取B1.2mC倾角系数，取C0.9V胶带输送机带速，V 3.15m/sK1运输不均匀系数，取K11.1r松散煤堆积容重（t/m3），取r0.7t/m3g故障系数，取g0.89、地面103皮带运输能力：A=300（kB2v r Ct g）/104k1300(4201.223.150.70.9180.8)/(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K420B胶带输送机带宽（m），取B1.2mC倾角系数，取C0.9V胶带输送机带速，V 3.15m/sK1运输不均匀系数，取K11.1r松散煤堆积容重（t/m3），取r0.7t/m3g故障系数，取g0.8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）/104k1300(4201.423.150.70.9180.8)/(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K420B胶带输送机带宽（m），取B1.4mC倾角系数，取C0.9V胶带输送机带速，V 3.15m/sK1运输不均匀系数，取K11.1r松散煤堆积容重（t/m3），取r0.7t/m3g故障系数，取g0.8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：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；中社斜井，标高+1023.88m、断面8.6m2、坡度12度、长度210m。主斜井, 标高+973m、断面19m2、坡度12度、长度1350m。2、回风井两个：杨坡回风立井，标高+1166m，断面28.26m2，深度242m，上水平为160m； 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BDK54-828，电机功率为2710KW，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2160 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、矿井的瓦斯情况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：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。按工作面气象条件选择适宜的风速计算:Q采=Q基本K采高K采面长K温, m3/minQ基本=605.3754.250.71.0=959.4m3/minQ采=959.41.51.31.0=1871m3/min按瓦斯(二氧化碳)涌出量计算： Q采=100qCH4k采1001.231.6196.8m3/min 按工作面温度选择适宜风速计算：Q采=60V采S=601.0(5.375+4.575)4.5/2=1343.3m3/min 按回采工作面同时工作人数计算：Q采4N=4112=448 m3/min经过上述14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。工作面风速验算工作面最低风速：V小=Q采/(H大L大60)=1871/(4.655.37560)=1.25m/s0.25m/s ，符合规定。工作面最高风速：V大=Q采/ (H小L小60)=1871/(4.04.57560)=1.70m/s4m/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。大采高准备面风量计算：Q大采高备1/2 Q大采高=1/21871=936m3/min则大采高备用面配风量为936m3/min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。按工作面气象条件选择适宜的风速计算:Q采=Q基本K采高K采面长K温(m3/min)Q基本=604.2852.40.71.3=561.5m3/minQ采=561.51.11.31.0=803m3/min按瓦斯(二氧化碳)涌出量计算： Q采=100k采=1000.321.6=51.2m3/min 按工作面温度选择适宜风速计算：Q采=60V采S=601.1(4.285+3.655)2.2/2=576m3/min 按回采工作面同时工作人数计算：Q采=4N=4112=448 m3/min经过上述14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。工作面风速验算工作面最低风速：V小=Q采/(H大L大60)=803/(2.44.28560)=1.3m/s0.25m/s ，符合规定。工作面最高风速：V大=Q采/ (H小L小60)=803/(2.03.65560)=1.8m/s4m/s，符合规定。经验算工作面配风量在803 m3/min时，风速符合规定，能满足通风要求。所以小采高回采工作面需要风量为803m3/min。小采高准备面风量计算：Q小采高备1/2 Q小采高=1/2803=402m3/min则小采高备用面配风量为402m3/min大采高掘进面风量计算：巷道断面积为19m2，巷道长度2230m，工作面最高气温18，瓦斯绝对涌出量为0.15m3/min，二氧化碳绝对涌出量0.1m3/min。 按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算：Q = qCH4KCH4 /C =0.1521% =30 m3/min按人数计算Q扇=4N=430 =120m3/min按最小风速要求计算：Q掘15S=1519=285m3/min根据风筒百米漏风率计算局扇吸风量：Q=Q出/（1L大P/100）=285/（122301.0%100）=366.8m3/min所以局扇吸风量取366.8m3/min。风速验算：V=Q/S=366.81960=0.32m/s经验算掘进工作面配风量取366.8m3/min时，巷道风速为0.32m/s，小于4m/s,大于0.25m/s，符合通风要求。结合上述计算，大采高掘进工作面需风量为366.8m3/min。全风压配风量按下式计算：Q扇=nQkS定=1366.8+1519=652m3/min结合上述计算，可得大采高掘进工作面风机全风压配风量为652m3/min。小采高掘进面风量计算：巷道断面积为11m2，巷道长度1200m，工作面最高气温18，瓦斯绝对涌出量为0.06m3/min，二氧化碳绝对涌出量0.04m3/min。 按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算：Q = qCH4KCH4 /C=0.0621% =12m3/min按人数计算Q扇=4N=430 =120m3/min按最小风速要求计算：Q掘15S=1511=165m3/min根据风筒百米漏风率计算局扇吸风量：Q=Q出/（1L大P/100）=165（112002%100）217.1m3/min所以局扇吸风量取217.1m3/min。风速验算：V=Q/S=217.11160=0.32m/s经验算小采高掘进工作面配风量取217.1m3/min时，巷道风速为0.32m/s，小于4m/s,大于0.25m/s，符合通风要求，则小采高掘进工作面需风量为217.1m3/min。全风压配风量按下式计算：Q扇=nQkS定=1217.7+1