方斗山水泥有限公司煤矿生产能力核定说明书.doc

石柱县方斗山水泥有限公司煤矿矿井生产能力核定说明书石柱土家族自治县煤矿安全技术服务站二OO五年七月- 1 -目 录第一章 矿井概况1第一节 企业基本情况1第二节 交通位置2第三节 煤矿简介3第四节 煤炭资源和地质条件4第五节 矿井开采情况及当前现状8第二章 各环节能力的测定计算统计和分析15第一节 矿井提升能力核定15第二节 大巷运输能力核定17第三节 矿井通风能力核定19第四节 矿井排水能力核定35第五节 矿井供电能力核定40第六节 矿井采掘部署能力核定41第七节 矿井储量能力核定42第八节 地面辅助系统生产能力核定43第三章 综合生产能力的确定及说明44第一节 综合生产能力的确定44第二节 生产能力确定的说明44第四章 存在的薄弱环节及解决方案46第一节 存在的薄弱环节46第二节 解决薄弱环节的措施和方案47第五章 其他需要说明的问题49石柱县方斗山水泥有限公司煤矿矿井生产能力核定说明书第一章 矿井概况第一节 企业基本情况石柱土家族自治县方斗山水泥有限公司的前身系黔江地区茶园煤矿，随着企业的转制，直辖市的成立，水泥厂的建成及生产规模的扩大，企业的名称变更为现在的石柱方斗山水泥有限公司。公司下设一个煤矿、两个水泥厂、一个医院和一所学校，主要生产水泥和原煤两大产品，水泥年生产能力40万t，原煤生产能力可达18万t/a（2004年度实际生产原煤16.5万t）。现有职工1250人，资产总额5067万元，年销售收入9000万元，其原煤和水泥产量居渝东南之首。2004年2月前属国有控股企业，国有股本金占9712%，2004年12月20日经石柱县财政局批准，国有股收购了职工个人股分。现公司集原煤开采、水泥生产、水力发电、销售运输、机电维修、加工安装、商业服务、医疗卫生、文化教育于一体，属国有独资综合型中型骨干企业。第二节 交通位置方斗山水泥有限公司地处方斗山脚下，石柱县城正北方，位于重庆市石柱县万朝乡茶园村。忠石公路横穿矿区，沿公路南行38公里到石柱县城，北行27公里达长江边的忠县港，至长江口岸西沱码头28公里，沿途经三峡、湖北的宜昌、武汉到达上海；矿区距318国道仅10公里，有县级公路与其相连，经318国道可达湖北的利川、咸丰、恩施和武汉；距正在修建的蓉（成都）沪（上海）高速路仅1.5公里。蓉沪高速公路竣工后，矿区到石柱县城只需40分钟，到忠县县城只需30分，仅需2个半小时就可到达重庆。故此，无论是水上还是陆路运输、交通都十分方便。该公司煤矿井口的位置是：地理坐标：东经1082440，北纬295940；北京直角坐标为：X=3338600，Y=36510610；高程Z=+520m。该矿的位置交通评细情况见“交通位置图”。第三节 煤矿简介方斗山水泥有限公司煤矿始建于1968年4月，1975年1月简易投产，初步设计能力为10万t/a。1998年经重庆煤炭工业局核定生产能力为12万t/a。经近几年的技术改造，如今的矿井生产能力可达1821万t/a。现矿井开拓方式为平硐暗斜井联合开拓，矿井通风方式为分区抽出式。采煤方法为俯伪斜短壁采煤法，手镐落煤木材支护，全部垮落法处理采空区。矿井运输为“XK8”、“XK5”蓄电池机车运输。矿井排水由水泵从延深水平抽至520水平运输大巷，再由大巷水沟和引水平硐排出地表。目前矿井已经安装了“KJ90”安全监控系统，移动瓦斯抽放设备正在安装之中。经过三十多年的艰苦奋斗，培养和造就出一批专业技术管理人才，职工队伍整体素质较高，煤矿设有财办室、生技科、安监科、机电科四个科室，有采煤队、掘进队、机修和电站四个井队车间，现有在岗职工405人，其中合同制工人195人，协议工210人，中层以上管理干部22人，各种特殊工种作业人员58人。文化程度：大专21人，中专35人，高中98人；各类专业技术人才61人，其中工程师6人，助理工程师24人，技术员31人，能对矿井及各项工序进行自行设计，自行施工，自行加工、维护维修和安装。第四节 煤炭资源和地质条件一、资源状况方斗山水泥有限公司煤矿开采的煤层属方斗山煤田的龙登堡井田，是方斗山煤田的七个井田之一，位于煤田中部，井田走向长6930米。以主平硐井口为中心，北以较场坝南750为为界，与莲花寺井田相邻，走向长4280米；南以6号勘探剖面线为界，相邻于小龙洞井田，走向长2650为。井田内赋存的K1单一煤层，由于受方斗山背斜和F1断层两大地质构造的影响，将其分割为西翼、F1上盘（常称二脉）、东翼三个可采煤层。依据地质报告资料，井田储量上界标高为+831米，下界计算至+200米，储量面积11.6km2，其地质储量为867.13万t。到2004年底为止，矿井的储量情况如“矿井地质储量统计表”所示。- 6 -表11 矿井地质储量统计表 单位：万吨水平或阶段储量类别西翼F1上盘东翼合计备 注+520 +831原始储量203.6673.10124.6401.36动用储量203.6643.7579.14326.55F1上盘的动用储量，包括龙洞煤矿越层开采的在内剩余储量029.3545.4674.81+200 +520原始储量213.1041.33211.34465.77动用储量94.6512.8110.4117.86西翼、F1上盘的动用储量均含龙洞开采的在内剩余储量118.4528.52200.94347.91合 计原始储量416.76114.43335.94867.13原始储量为地质报告提供的数据动用储量298.3156.5689.54444.41剩余储量118.4557.87246.40422.72剩余储量按地质报告参数计算二、地质构造方斗山背斜为主要含煤构造带，轴线因受扭力影响，略呈一方形，区内断层大部分发生于背斜轴部，多为走向逆断层，断层露头清晰可见。F1断层在莲花煤矿二井、三井及两风井均已揭露。虽然该公司煤矿在东翼煤层尚未揭露，然而在+665水平中平硐以南200米和785水平回风平硐以北500米处揭露一次生断层，该断层在540水平运输巷上还未探明，致使东翼煤层遭破坏，给生产布置造成影响。对于520水平以下的西翼煤层，早在1994年分别在南北两区掘了五条全煤下山探眼，且+370+520水平的北区正在开采之中，均未发现煤层受断层、扭曲破坏的现象。因此延深水平的地质条件较好，故为简单型；从东翼煤层440水平揭露和开采的情况看，深部条件好于浅部。因此，可以推断540水平以下煤层的地质情况也不很复杂；对二脉煤层，从现揭露和开采的情况来看，665水平以下的条件较好，因此地质构造比较简单。三、水文地质从现已揭露的情况来看，主平硐800米处有地下水源，涌水量较大，但是距煤层较远，同时已进行封堵控制，且已引出至地面作为生活用水。在520水平西翼煤层南采区500米处有一溶洞水源，受季节变化的影响，雨季流量较大，最小涌水量70m3/h。最大涌水量达350 m3/h东翼主暗平硐580米处和东翼中北巷1500米处分别揭穿溶洞裂隙水，也受雨季的影响，最大可达250 m3/h，最小时仅有50 m3/h。为使矿井生产不致于受雨季水大的影响，在主平硐南侧掘进了一引水平硐，520水平以上的矿井水均从引水平硐自流至地表作为坑口发电之用。西翼370水平的水源，主要是采空区的淋水和部分裂隙水，从开采近两年的测定，最大涌水量120 m3/h，最小涌水量50 m3/h，正常涌水量为75 m3/h；东翼煤层深部的涌水量较小，从目前440水平的测定结果，最大涌水量90 m3/h，最小涌水量30 m3/h，正常涌水50 m3/h。这两个水平的水均由水泵分别抽至520水平和540水平的大巷水沟自流出地表。四、煤层状况从已揭露的情况可知，西翼煤层走向一般为52o，倾向322 o，倾角65o78o，平均70o，顶底板正常；厚度较稳定，最小0.65米，最大1.45米，平均0.72米。东翼煤层走向62o，倾向152o，倾角52o62o，平均53o；煤层顶板之伪顶发育较破碎，煤层厚度也较稳定，只是在断层边沿处变化较大，一般情况下，厚度0.5米1.65米，平均厚度为0.82米，但在+665水平南采区600米后之上，煤层不可采。F1上盘煤层南采区条件差，很难布置正规采煤工作面，北采区煤层赋存较稳定，煤层厚度在0.400.95米之间，平均0.62米；煤层倾角70o85o，平均76o，顶板较稳固，走向和倾向与东翼煤层近于一致。五、煤质特点该公司煤矿煤层代号为K1煤层，煤质牌号肥煤，从地质报告数据和生产多次实地取样化验得到，西翼煤层发热量为27.17MJ/kg，东翼煤层发热量22.99MJ/kg，F1上盘煤24.24 MJ/kg。三个煤层经重庆煤科分院检测均有煤尘爆炸性，自然发火属三类，不易自燃。六、瓦斯情况通过对矿井瓦斯涌出量的测定测量，相对瓦斯涌出量均在13m3/t以上，属高瓦斯矿井。西翼煤层瓦斯含量具有北高南低的特点，煤质坚硬稳固，少有动力现象；东翼煤层厚度变化频繁，煤层松软，瓦斯含量高，压力大，常有动力现象，具有突出危险性，二脉煤层瓦斯含量较低。随着水平的延伸，开采深度的增加，瓦斯含量及压力将增大。2004年对矿井瓦斯等级鉴定的结果为：相对瓦斯涌出量13.56m3/t，绝对瓦斯涌出量1.71m3/min。第五节 矿井开采情况及当前现状一、开采情况受方斗山背斜和F1断层两大区域构造的影响，将K1单一煤层分割成的西翼、F1上盘、东翼三个可采煤层，相距较远，在520水平的平硐揭露情况是西翼和F1上盘相距460米，F1上盘与东翼相距410米，东西翼两个煤层相距达870米，没有进行联合开采。然而，为适应市场煤炭质量要求，在1993年起实行了三个煤层配采（西翼、F1上盘煤质好于东翼），实现了三个煤层同时开采。西翼煤层520水平以上的开采，以主平硐为界，划分南北两个采区双翼前进式开采，倒台阶和俯伪斜短壁采煤法，手镐落煤，木料支护，采用全部垮落法的顶板管理方式。运输大巷采用XK8-6/110型蓄电池电瓶机车运输，总回风巷采用人力推车。由于历史原因所致，南北采区各有一个回风井，而且井口标高不一致，南风井口标高+709米，北风井口（也称为七井）标高+767米，南采区垂高180米，北采区垂高247米。因此矿井为同一井口进风、两个井口回风的分区抽出式通风方式。南采区以中间顺槽划分上、下两个分段回采。北采区初期也是划分为上、下两阶段回采，由于阶段过高，对安全生产管理不利，资源损失大，在后期作了两条顺槽，改为上、中、下三个分段开采。所有中间顺槽均为煤层巷道，采用SGWD-17型刮板机转运至采面煤仓。该水平的资源于1997年动用完毕。东翼和F1上盘煤层535水平以上的资源开发于1986年，采用暗平硐（主石门）与集中上山联合开拓方式，在煤层底板岩石中布置有两条运输巷和一条总回风巷，因主平硐、中平硐、回风平硐的见煤点标高分别为+540米（F上1盘+535米以下相同）、+665米、+785米。因此，则由主大巷、中间巷和回风巷将煤层沿倾斜方向分成+540+665、+665+785、+785+831三个阶段，三个阶段的水平命名为540水平、665水平和785水平。每个阶段各以暗平硐为界，分为南北两个采区双翼前进式开采。采煤方法为俯伪斜短壁采煤法，手镐落煤，木料支护，顶板管理为全部跨落法。540运输大巷仍采用XK8-6/110型蓄电池电瓶机车运输。665中间运输巷以XK5-6/90-KBT型蓄电池电瓶机车转运，煤炭用自制的翻笼卸入集中上山的溜煤格溜至底部的储煤仓装车。巷道掘进的碴石由集中上山的JTB1.21-30型绞车放至下部车场，665水平所需的材料及设备也由该绞车提升。785回风巷采用人力推车运输。1992年东翼煤层正式投产时，西翼煤层南采区已开采结束，为增大东翼风量，则将南风井封闭。为此，东翼和F1上盘投产后的通风方式为中央并列式。东翼北采区已于2005年7月份全部结束，南采区665水平以上不能布置正规的工作面，只有+540+665的采煤工作面在进行回采。F1上盘南区无法开采，北采区由于正过次生断层，只是在+665+785之间布置有一个正规的采煤工作面。二、当前现状西翼煤层延伸水平的生产系统已形成，于2004年3月正式投产，开采水平为370水平。在南区布置一个回采工作面，煤面斜长150米，北区有一个备用工作面，煤面斜长85米，西翼煤层是独立通风系统，只是与东翼煤层、F1上盘煤层为同一进风井口，则全矿井为同一井口进风，两个井口回风的分区抽出式通风。所安装的风机是BKT-40N010轴流式节能风机，配套电机功率15KW。F1上盘+535+785布置一个生产工作面，一个备用工作面；东翼+540水平南区布置一个采煤工作面（+665+785不可采），+540水平以下的生产系统已形成，北区已布置一个采煤工作面，南区尚处开拓时期，正在掘进运输大巷。因该水平要进行瓦斯抽放，在一年内只有一个采煤工作面进行回采，F1上盘和东翼煤层实行分层并联通风，同一井口进风，同一井口回风，其主扇风机型号为FBCDZ-6-N015对旋风机，配套电机功率255KW。三、目前矿井生产系统简述根据上述的开采现状可知，该公司煤矿生产系统比较复杂，采掘工作面可布置15个，其中采煤工作面7个（有三个备用工作面，东翼3个，F1上盘2个，西翼2个），岩巷掘进工作面8个（有2个轮掘工作面，东翼4个，F1上盘3个，西翼1个）。因此，目前方斗山水泥有限公司煤矿矿井生产系统的情况是：1、采掘工作面装备采煤工作面为手镐落煤，人工回柱，所以无任何机械电气设备。岩巷掘进工作面使用“7655”型风动凿岩机钻眼，P-30B和SBZ-11型耙斗装岩机出碴，空压机硐室的压风设备型号为VF6/7 L210/8。2、井下提升运输系统520、535、540水平大巷均为XK8-6/110型蓄电池机车运输，总回风巷的碴子由人力推车运输；中间平巷（+665米F1上盘）用XK5-6/90-KBT型蓄电池机车转运，煤炭用自制的翻笼卸入集中上山的溜煤格溜到底部车场的贮煤仓装车，矸碴及中巷需用的材料由JTB1.21-30型绞车下放或提升；西翼370水平用XK5-6/90-KBT型蓄电池机车转运至下部车场，由JTB1.00.8型绞车提升至520水平（上部车场），370水平所需的设备材料均通过该绞车来完成；东翼440水平大巷采用XK5-6/90-KBT型蓄电池机车转运至下部车场，由JTB-1.00.8型绞车提升至540水平的上部车场，该水平所需的设备材料也由该绞车来完成。也就是说，西翼和东翼延深水平的提升运输为混合提升（两班提升煤炭，一班提升材料、设备和碴石）。3、矿井通风系统当前矿井的通风方式为中央分区式，主扇的工作方式为抽出式，一个井口进风，两个井口回风。西翼延深水平为独立通风系统，其回风井安装的是BKT-40N010轴流式节能主扇风机，转速为1450rpm/min，风量1200700m3/min、风压350700Pa，效率80%，电机功率15KW；F上盘和东翼实行分层并联通风，同一井口进风，一个井口回风，风井口安设有两台型号为FBCDE6-NO15的对旋式轴流风机，转速为980 rpm/min，风量14003100 m3/min，风压6172340 Pa，效率80%，配套电机型号是YBF280-6，功率为255KW。4、排水系统520水平为平硐开拓，+520标高以上的矿井水全部由巷道水沟自流至引水平硐排出地表。西翼370水平的矿井水，通过安装的型号为DA1-1507水泵抽至+520水平大巷，排水管道1952，流量162m3/h，配套电机型号YB315M-2，功率132KW；东翼440水平的矿井平，由安装在该水平的型号为DA11-1258的水泵抽至540水平大巷，排水管道1952，流量为108m3/h，配套电机型号为YB2-280S-Z，功率75KW。5、通讯系统矿井的通讯购置辽宁阜新生产的井下防爆电话，每个独立工作面和主要机电硐室安装一部电话。每部电话设置有号码相互通话，井口调度值班有主机，通过主机与地面各科室、值班室、井队车间、电站相通，并与井下各电话通话联络。6、安全监测监控系统该公司煤矿于2003年购置安装一套由重庆煤科分院生产的KJ90监控系统，根据工作面的分布情况，安设有小型分站6台，瓦斯传感器12台，风速传感器2台，对采掘工作面的局扇和空压机安装了瓦斯电和风电闭锁装置，对主要的局部扇风机安设开停传感器3台，对井下的瓦斯、风速和设备运行情况进行全程监控。7、地面生产系统方斗山水泥有限公司煤矿的地面生产系统是机车运出井口的原煤直接牵引至煤坪栈桥，栈桥安设三台翻笼，翻笼底部安有固定格筛。由人力将煤车以手动方式送进翻笼卸载，矸块由格筛之上溜到选矸房，由人工手选方式进行选矸，煤炭从格筛之下的梭槽溜到煤仓，再以SGWD-17型刮板运输机和BOB型铲车装载，通过XK3190-A9型号的电子秤计量汽车运输，进行销售。岩巷掘进碴石由机车运至水泥厂石灰石堆场，由BOB型铲车翻车，全部用于制造水泥。8、供电系统方斗山水泥有限公司煤矿的主要电源由忠县电力公司提供，忠县电网以35KV高压输往该公司水泥厂变电所，降压成6KV后送往公司煤矿开关站。备用电源来自石柱县电力公司鱼池35KV变电所，以10KV输往煤矿开关站，由一台S9型630KVA变压器降压成6KV，由于该趟线路供电质量差，为确保矿井安全用电，石柱电力公司正在进行35KV线路的施工设计，直接从石柱黄泥塝 110KV供电站架设一趟35KV线路到该公司水泥厂变电所，降压成6KV后送往煤矿开关站。煤矿开关站设两个分支，一个分支送往地面各用电地点，另一个分支从主井以6KV输送到井下各机电硐室，降压成660V后，向井下各用电设备供电。第二章 各环节能力的测定计算统计和分析方斗山水泥有限公司煤矿目前及今后的开拓方式均为平硐暗斜井联合开拓，三个煤层同时生产，且逐渐全部转入延深水平的开采，既有下山提升，也有平巷运输，生产环节较多，生产系统较为复杂，其矿井的生产能力是三个煤层的生产能力之和，矿井没有胶带提升，副井提升和副井混合提升三个环节。故本次生产能力核定包括主提升、大巷运输、通风、排水、供电、采掘部署、矿井储量、地面辅助生产系统等八个环节。第一节 矿井提升能力核定该公司煤矿的提升系统涉及西翼延深水平（370水平）、东翼延深水平（440水平）和东翼540水平集中上山三个系统。东翼、西翼两个延深水平的提升绞车虽然要承担提升岩巷掘进碴石的任务，但碴石量很少，该矿一般是另安排班次(或将提煤班次时间延长1小时)得碴石，满足每班提煤保持8小时。东翼540水平集中上山只承担665水平的碴石下放和材料提升任务，工作量很少，故免去该处绞车提升能力的测算和核定。一、西翼煤层延深水平的提升能力核定1、计算参数（1）斜坡段长度360m，坡度25；（2）每次提煤重量Q，该绞车Q=5t/次；（3）年工作日，该矿实际340天；（4）每天提煤工作班数及时间，2班16小时；（5）提升时间不均衡系数，K1=1.2；（6）设计富裕系数，K2=1.2；（7）每次提升循环时间T，该水平为15分钟(900秒)。2、计算提升能力Pw=（Q360016340）（TK1104K2） =（5360016340）（9001.21041.2） 7.6（万t/a）二、东翼煤层延深水平的提升能力核定1、计算参数（1）斜坡段长度270m，坡度26；（2）每次提煤重量Q，该绞车Q=4t/次；（3）年工作日，本矿实际340天；（4）每天提煤工作班数及时间，2班16小时；（5）提升时间不均衡系数，K1=1.2；（6）设计富裕系数，K2=1.2；（7）每次提升循环时间T，该水平为12.5分钟(750秒)。2、计算提升能力PE=（Q360016340）（TK1104K2） =（4360016340）（7501.21041.2） 7.3（万t/a）三、东翼、西翼延深水平总提升能力P=Pw+PE=7.6+7.3=14.915(万t/a)此外，F1上盘煤生产能力3万t/a和东翼煤层540水平南采区生产能力3万t/a共计6万t/a不需要提升，直接由机车从运输大巷运出地表。故将此6万t/a合并纳入主提升能力，则矿井主提升环节生产能力为21万t/a。第二节 大巷运输能力核定方斗山水泥有限公司煤矿大巷运输分为520水平和矿井延深接替水平(西翼为370水平，东翼为440水平)两个水平的运输。延深水平目前的最远运输距离只有600m，采用“XK56/90KBT”型蓄电池电瓶机车转运至绞车下山底部车场，完全能够满足采掘生产和提升环节的需要，故本次核定省去延深接替水平大巷运输能力的计算及核定。520水平大巷采用“XK86/110”机车运输，该水平有4个集中运输点，西翼520水平轨道下山上部车场，运输绞车提升上来的西翼煤层370水平的产量；东翼540水平轨道下山上部车场，运输绞车提升上来的东翼煤层北采区440水平的产量；东翼540水平南大巷，运输东翼煤层540水平南采区的产量；F1上盘煤535水平北大巷或东翼暗平硐集中上山下部车场，运输F1上盘煤535水平北采区的产量。因此在进行矿井运输能力核定时，先对各个点进行分别核定计算，然后按各点产量占全矿任务的比例进行加权平均，得出全矿的大巷运输能力。由于该矿岩巷掘进的碴石和井下使用的各种材料，是安排专用机车运输，所以计算生产能力时，运碴所占用的时间不予考虑，即将矸石占原煤产量的比例(R)视为0进行计算。一、各运输点的生产能力计算根据各运输点的各项技术参数，计算各运输点的生产能力，评见表2.1。表21 大巷运输能力计算项 目代号单位西翼东 翼北采区东 翼南采区F1上盘运输方式XK86/110电瓶机车XK86/110电瓶机车XK86/110电瓶机车XK86/110电瓶机车运输距离Lm2600544044004080每列车矿车数M个40404040每个车载煤量Gt1111每天运煤时间h16161616年工作日天340340340340矸石占原煤产量的比例R%15151318每1个循环所需的时间Tmin100150130120运输不均衡系 数K1.151.151.151.15运输能力P万t/a11.47.68.79.5 二、大巷运输的总能力计算按各运输地点产量计划占矿井总任务的比例进行加权平均计算，则矿井大巷运输的总能力为：P=(Pw+PE.N)+(PE.S+PF)= (1.4+7.6) +(8.7+9.5) 18.7(万t/a)第三节 矿井通风能力核定当前，方斗山水泥有限公司煤矿的矿井通风方式为分区回风式，全矿由一个井口(矿井520主平硐)进风，两个井口回风。一个回风井口是矿井引水平硐改造后形成的西翼煤层独立通风系统，主扇风机型号为“BKT40 N010”轴流式节能风机功率为15KW。另一个回风井口是原矿井的北风井(又称“七井”)，为东翼煤层和F1上盘煤层联合通风系统，主扇风机型号是“FBCDE6N015”对旋式轴流风机，功率55KW。一、基础数据1、矿井通风方式：分区回风式；2、矿井瓦斯等级：高瓦斯矿井；3、矿井瓦斯涌出量：(1)西翼和F1上盘煤层Q相=10.46m3/t，Q绝=1.31m3/min。(2)东翼煤层Q相=13.56m3/t，Q掘=1.71m3/min。4、矿井进风量：全矿QK=1566m3/min，其中西翼系统Qw=420m3/min；东翼和F1上盘联合系统，QEF联=1146m3/min。5、矿井排风量：西翼系统回风井口 417m3/min；东翼与F1上盘联合系统回风口 1173m3/min。6、矿井通风系数：K=1.8；7、矿井年工作日：340天。二、计算矿井通风环节生产能力P=Q340/(0.0926q2K104)式中：Q矿井总进风一(m3/min)，该矿为1566m3/min；q2平均日产吨煤瓦斯涌出量(m3/t)，该矿为13.56m3/t。K矿井通风系数，该矿取1.8。代入公式得：P=1566340/(0.092613.561.8104)23.6(万t/a)三、核定矿井通风能力(一)计算矿井需风量1、西翼煤层需风量(Qw)西翼煤层有一个采煤工作面和1个岩巷掘进工作面。(1)采面需风量(Qc.w)1)按人数计算Qc.w=4N=48=72（m3/min）2)按瓦斯涌出量计算Qc.w=100q1xk=1001.311.35177（m3/min）3)以适宜风速计算Qc.w=60SV=60(0.722.4) 1.2125（m3/min）取上述三种计算方法的大值，即Qc.w=117 m3/min(2)掘进工作面需风量(Qj.w)1)按人数计算Qj.w=4N=46=24（m3/min）2)按炸药量计算Qj.w=25A=255=125（m3/min）3)按局扇吸入风量计算Qj.w=IQ通=1110=110（m3/min）取上述3种计算方法的大值，则Qj.w=125m3/min(3)硐室需风量(Qd.w)西翼煤层没有独立通风的硐室，故Qd.w=0(4)其它地点需风量(Qq.w)取Qq.w=3(m3/min)(5)西翼煤层总需风量(Qw)Qw=Qc.w+Qj.w+Qd.w+Qq.w =177+125+0+3=305 (m3/min)2、F1上盘煤层(即二脉)需风量(QF)F1上盘煤与西翼煤层一样，1个采煤工作面和1个掘进工作面。(1)采面需风量(QC.F)1)按人数计算QC.F=4N=418=72 (m3/min)2)按瓦斯涌出量计算QC.F=100q1k=1000.651.3588 (m3/min)3)按适宜风速计算QC.F=60S=60(0.622.4) 1.2107 (m3/min)取上述3种计算方法的大值，即QC.F=107 (m3/min)(2)掘进工作面需风量(Qj.F)与西翼煤层掘进面相同，即Qj.F= Qj.w=125 m3/min(3)硐室需风量(Qd.F)F1上盘煤层没有独立通风的硐室，即Qd.F=0(4)其他地点需风量(Qq.F)取Qq.F=3 m3/min(5)F1上盘煤层总需风量(QF)QF= Qc.F+ Qj.F+ Qd.F+ Qq.F =107+125+0+3 =235(m3/min)3、东翼煤层需风量(QE)、440水平北采区需风量(QE.440N)1个采煤工作面，2个掘进工作面，但2个掘进工作面不同时施工，而是按季度轮换施工，则只按1个掘进工作面计算风量。(1)采面需风量(QE.440N)1)按人数计算QE.440N=4N=420=80(m3/min)2)按瓦斯涌出量计算QE.440N=100q1k=1001.711.35231(m3/min)3)按适宜风速计算QE.440N=60S=60(0.822.4)1.2142(m3/min)取上述3种计算方法的大值，则QE.440N=231 m3/min(2)掘进工作面需风量(QJ.E440N)1)按人数计算QJ.E440N=4N=48=32(m3/min)2)按炸药量计算QJ.E440N=25A=255=125(m3/min)3)按局扇吸风量计算QJ.E440N=IQ通=1110=110(m3/min)取上述三种计算方法的大值，则QJ.E440N=125(m3/min)(3)440水平共计需风量(QE.440N)QE.440N=Q C.E440N+Q J.E440N=231+125=356(m3/min)、540水平南采区需风量(QE.540S)该水平布置1个采煤工作面和一个掘进工作面(1)采面需风量(QE.540S)1)按人数计算QC.E540S=4N=422=88(m3/min)2)按瓦斯涌出量计算QC.E540S=100q k=1001.711.35=231(m3/min)3)按适宜风速计算QC.E540S=60S=60(0.822.4) 1.2=142(m3/min)取上述3种计算方法的大值，则QC.E540S=231 m3/min(2)掘进工作面需风量计算方式与结果与440水平北采区掘进工作面相同，则QJ.E540S= QJ.E440N=125 m3/min但540水平与440水平放炮班次可以错开，计算风量时可视为0。(3)540水平共需风量(QC.E540S)QC.E540S= QC.E540S+ QJ.E540S =231+0=231(m3/min)、东翼煤层硐室需风量(Qd.E) 没有独立通风的硐室，则 Qd.E=0、其它地点需风量(Qq.E) 取Qq.E=10 m3/min、东翼煤层共计需风量(QE) QE= QE.440+ QE.540S+Qd.E+ Qq.E =356+231+1+10=597(m3/min)4、全矿井总计需风量(Qk)Qk=Qw+QF+QE=305+235+597 =1137(m3/min)(二)校核矿井生产能力P=TQ矿井总进风量/Q矿井需要风量K式中：T各采煤工作面年单产之和，该矿为18万t/a。K风量系数，取1.35代入公式得：P=181566/11371.3518.4(万t/a)通过计算和校核，矿井通风环节生产能力核定为18.4万t/a。四、计算矿井通风阻力1、根据矿井通风系统图，绘制矿井通风网络图，见“石柱县方斗山水泥有限公司煤矿通风网络图”。2、根据矿井通风网络图和相关技术参数，计算矿井各路段的摩擦阻力，见“方斗山水泥有限公司矿井摩擦阻力计算表”。3、计算西翼通风系统的通风阻力(ht.w)(1)采面与分区通风上山并联网络的摩擦阻力(hm.w并)和风阻(Rw并)1)采面摩擦阻力与风阻hm.wc=hm.E1F1+hm.F1G1=10.7+9.14=19.84(Pa)Rwc=hm.wc/Q2E1F1=19.84/421.24(k8/m7)2)分区通风上山摩擦阻力和风阻hm.w上山=hm.E1I1+hm.E1G1=0.16+11.48=11.64(Pa)Rw上山=hm.上山/Q2E1I1=11.64/2.821.48(k8/m7)3)并联网络的风阻和摩擦阻力Rw并=Rwc/hm.w并=R并Q2D1E1=0.346.8215.72(Pa)(2)西翼通风系统的摩擦阻力(hm.w)hm.w=hm.AB+hm.BC+hm.CD1+hm.D1E1+hm.G1H1+hm.H1B1+hm.B1A1=37.71+16.23+1.56+1.45+15.72+28.08+0.46+13.12114.33(Pa)(3)西翼系统的局部阻力(Pj.w)按摩擦阻力的10%计算，则hj.w=10%hmw=10%114.3311.43(Pa)(4)西翼系统的总通风阻力(ht.w)ht.w=hm.w+hj.w=114.33+11.43=126.76(Pa)4、计算F1上盘(二脉)煤层的阻力(ht.F)和风阻(RF)。(1)采面与分区通风上山并联网络的阻力hm.F并和风阻(RF并)1)采面摩擦阻力和风阻hm.FC=hm.G2J2=6.44(Pa)RFC=hm.FC/Q2G2J2=6.44/2.820.82(kg/m7)2)分区通风上山的摩擦阻力和风阻hm.F上山=hm.G2H2+hm.H2I2+hm.I2J2 =0.06+9.44+0.14 =9.64(Pa)RF上山=hm.上山/Q2G2H2 =9.64/2.32 1.82(kg/m7)3)并联网络的风阻和摩擦阻力RF并=RFC/ 0.29(kg/m7)hm.F并=R并Q2F2G2=0.295.127.54(Pa)(2)F1上盘煤层的摩擦阻力(hm.F)和风阻(RF)hm.F=hm.D2E2+ hm.E2G2+ hm.并+ hm.J2K2 =0.97+46.42+0.27+7.54+2.44 =57.64(Pa)RF=hm.F/Q2D2E2=57.64/5.122.22(kg/m7)5、计算东翼煤层440水平北采区的摩擦阻力(hm.E440N)和风阻(RE.440N)。(1)采面与分区通风上山并联网络的风阻(RE.440N并)和通风阻力(RE.440N并)1)采面摩擦阻力和风阻(RCE.440N)hm.CE440N=hm.E3K3+hm.K3J3=8.32+0.28=8.6(Pa)RCE440N=hm.CE440/Q2G3K3=8.6/4.420.44(kg/m7)2)分区通风上山路线的摩擦阻力(hm.E440N上山)和风阻(RE400N上山)hm.E440上山=hm.G3I3+hm.I3J3 =0.09+5.35=5.44(Pa)RE440上山=hm.E440上山Q2G3I3=5.44/2.3520.99(kg/m7)(3)并联网络的风阻(RE440N并)和通风阻力(hm.E400N并)RE440N并= RCE440N/ =0.44/ 0.16(kg/m7)hm.E440N并=RE440N并Q2F3G3=0.166.7527.29(Pa)(2)东翼440水平北采区的摩擦阻力(hm.E440N)和风险阻力(RE440N)hm.E440N= hm.E3F3+hm.F3G3+hm.E440并+hm.J3L3+hm.L3M3+hm.M3N3+hm.N3P3 =2.98+1.38+7.29+47.1+0.13+1.81+13.61 =74.3(Pa)RE440N=hm.E440/Q2E3F3=74.3/6.7521.63(kg/m7)6、计算东翼煤层540水平南采区的摩擦阻力(hm.E540S)和风阻(RE540S)(1)采面与分区通风上山并联网络的风阻(RE540S并)和摩擦阻力(hm.E540S并)1)采面摩擦阻力(hm.CE540S)和风阻(RCE540S)hm.CE540S=hm.Q3T3+hm.T3S3 =8.81+0.23=9.04(Pa)RCE540S= hm.CE540S/Q2Q3T3=9.04/4.42=0.47(kg/m7)2)通风上山路线的摩擦阻力(hm.E540S上山)和风阻(RE540S上山)hm.E540S上山=hm.Q3R3+hm.R3S3=0.05+5.71=5.76(Pa)RE540S上山= hm.E540S上山/Q2Q3R3=5.76/2.3521.04(kg/m7)3)并联网络的风阻(RE540S并)和摩擦阻力(hm.E540S并)RE440N并= RCE440N/ =0.44/ 0.17(kg/m7)hm.E440N并=RE440N并Q2F3G3=0.176.7527.75(Pa)(2)东翼540水平南采区的摩擦阻力(hm.E440S)和风险阻力(RE440S)hm.E440S= hm.E3Q3+hm.E540S并+hm.S3V3+hm.V3P3 =0.19+7.75+62.65+3.17 =73.76(Pa)RE540S=hm.E540S/Q2E3Q3=73.76/6.7521.62(kg/m7)7、计算东翼煤层的通风路线的摩擦阻力(hm.E)和风阻(RE)RE并=RE440N/ =1.63/ 0.41(kg/m7)hE并=RE并Q2D2E3=0.4114.2282.67(Pa)(2)东翼煤层通风线路的摩擦阻力(hm.E)和风阻(RE)hm.E=hm.D2E3+hm.E并+hm.P3K2 =3.10+82.67+2.30=87.07(Pa)RE=hm.E/Q2D2E3=87.07/14.220.43(kg/m7)8、计算东翼煤层和F1上盘煤层联合通风网络的风阻(REF联)和摩擦阻力(hm.FE联)1)东翼和F1上盘煤并联网络的风阻(REF并)和摩擦阻力(hm.EF并)REF并=RF/ =2.22/ 0.21(kg/m7)hm.EF并=REF并Q2CD2=0.2119.1276.61(Pa)(2)东翼和F1上盘联合通风网络的风阻(REF联)和摩擦阻力(hm.EF联)hm.EF联=hm.AB+hm.BC+hm.EF并+hm.K2V2+hm.V2W2 =37.71+16.23+19.49+76.61+7.44+105.93 =263.41(Pa)REF联=hm.EF联/Q2CD2=263.41/19.120.72(kg/m7)9、计算东翼和F1上盘联合通风的局部阻力(hj.EF联)按摩擦阻力的10%计算，则hj.EF联=10% hj.EF联=10%263.4126.34(Pa)10、计算东翼和F1上盘联合通风的总阻力(hj.EF联)hj.EF联= hj.EF联+ hj.EF联=263.41+26.34=289.75(Pa)五、计算矿井通风等积孔1、西翼通风系统等积孔(Aw)Aw=1.19QCD1/2、东翼F1上盘联合通风系统等积孔(AEF联)AEF联=1.19Q2CD2/说明西翼通风系统为较大阻力矿井，东翼和F1上盘煤联合通风系统为小阻力矿井。第四节 矿井排水能力核定目前，该公司煤矿东西翼煤层各一个延深水平，延深水平的矿井水分别通过水泵抽至540水平和520水平，经过大巷水沟自流排出地表。一、西翼延深水平排水能力的核定（一）相关数据1、排正常涌水量，75m3/h。2、最大涌水量，120 m3/h。3、每台水泵的排水能力，162 m3/h。4、安装管道直径，d=195mm。5、日产吨煤所需排水量，正常时10.2 m3/t,最大时16.32 m3/t。6、年工作日，340天。（二）排水能力计算1、排正常涌水量时式中：B工作泵小时总排水能力，162m3/h A平均日产吨煤所需排水量，10.2 m3/t代入公式得：2、排最大涌水量时式中：B工作泵和备用泵小时总排水能力，324m3/h A平均日产吨煤所需排水量，16.32 m3/t代入公式得：(三)管径的选择和校核1、排正常涌水量时式中：Q通过管道的流量取162m3/h Vp管道的经济流速取1.6m3/s代入公式得：2、排最大涌水量时式中：Q通过管道的流量取324m3/h V管道的经济流速取1.6m3/s代入公式得：(四)校核水泵的扬程HB=HW+5.5+(0.10.12)L =(520-370)+5.5+0.11380 =197.3(m)该泵房安装的水泵型号为“PA11507”，扬程能达到200m，能满足该水平排水的需要。故排水能力核定为10.8万t/a，该水平敷设有两趟直径为195mm的排水管道，管道满足要求。二、东翼延深水平排水能力核定（一）相关数据1、正常涌水量，50m3/h。2、最大涌量，90 m3/h。3、每台水泵的排水能力，108 m3/h。4、安装管道直径，d=195。5、日产吨煤所需排水量，正常时6.8m3/t,最大时12.24 m3/t。6、年工作日，340天。（二）排水能力计算1、排正常涌水量时式中：B工作泵小时总排水能力，108m3/h A平均日产吨煤所需排水量，6.8 m3/t代入公式得：2、排最大涌水量时式中：B工作泵小时总排水能力，216m3/h A平均日产吨煤所需排水量，12.24m3/t代入公式得：（三）管径的选择和放核1、排正常涌水量时式中：Q通过管道的流量取108m3/h Vp管道的经