九里山矿2006年生产能力核定报告书

目 录 第一章第一章 概述概述 3 第一节第一节核定工作的简要过程核定工作的简要过程 3 第二节第二节核定依据的主要法律 法规 规范和技术标准核定依据的主要法律 法规 规范和技术标准 3 第三节第三节核定主要系统环节及结果核定主要系统环节及结果 4 第四节第四节最终确定的煤矿核定生产能力最终确定的煤矿核定生产能力 5 第二章第二章 煤矿基本概况煤矿基本概况 5 第一节第一节 自然属性自然属性 5 第二节第二节 矿井建设情况矿井建设情况 8 第三节第三节 煤矿生产现状煤矿生产现状 9 第三章第三章 煤矿生产能力核查计算煤矿生产能力核查计算 11 第一节第一节 资源储量核查资源储量核查 11 第二节第二节主井提升系统能力核定主井提升系统能力核定 13 第三节第三节 副井提升系统能力核定副井提升系统能力核定 15 第四节第四节 井下排水系统能力核定井下排水系统能力核定 17 第五节第五节 供电系统能力核定供电系统能力核定 20 焦煤集团九里山矿生产能力复核报告书 2 第六节第六节 井下运输系统能力核定井下运输系统能力核定 23 第七节第七节 采掘工作面能力核定采掘工作面能力核定 26 第八节第八节通风系统能力通风系统能力 34 一 通风概况一 通风概况 34 第九节第九节 地面生产系统能力核定地面生产系统能力核定 73 第十节第十节压风 灭尘 瓦斯抽排 通讯等系统核查情况压风 灭尘 瓦斯抽排 通讯等系统核查情况 78 第十一节第十一节 安全程度 监测监控等核查情况安全程度 监测监控等核查情况 78 第十二节第十二节 选煤厂生产能力核定选煤厂生产能力核定 81 第四章第四章 煤矿生产能力核定结果煤矿生产能力核定结果 87 第一节第一节 各环节能力核定结果分析各环节能力核定结果分析 87 第二节第二节煤炭资源保障程度分析煤炭资源保障程度分析 88 第三节第三节 煤矿生产能力核定结果煤矿生产能力核定结果 88 第五章第五章 问题与建议问题与建议 89 第一节第一节 各生产系统 环节 存在的主要问题各生产系统 环节 存在的主要问题 89 第二节第二节 建议采取的整改措施建议采取的整改措施 89 焦煤集团九里山矿生产能力复核报告书 3 第一章第一章 概述概述 第一节第一节核定工作的简要过程核定工作的简要过程 为保证煤矿生产能力复核工作科学有序地开展 促进安全生产和 合理开发利用煤炭资源 实现煤炭工业可持续发展 焦作煤业 集团 有限责任公司按上级主管部门及省局豫煤行 2006 576 文等有关要 求 成立了煤矿生产能力复核领导小组 领导小组下设办公室 办公 室设在生产管理处 6 月 23 日集团公司制定了 焦煤集团煤矿生产 能力复核实施方案 以焦煤生字 2006 213 号文上报省局并下发 各生产矿井 7 月 4 日以焦煤生字 2006 226 号文 关于申报焦煤 集团生产能力核定资质的申请 上报省局 并取得资质 按省局要求 分两批参加了国家发展改革委和省煤炭工业局组织的煤矿生产能力复 核骨干技术人员培训班 经考试全部合格并取得资质 生产能力复核 人员坚持求真务实 实事求是的原则 认真学习标准和计算方法 深 入现场 深入井下 各项计算公式和技术参数的选用做到了科学 合 理 可靠 复核人员严格标准 规范程序 严格遵循生产能力核定的 各项规定和标准 对各系统 环节 的能力一一认真核查 完成了九 里山矿生产能力复核工作 第二节第二节核定依据的主要法律 法规 规范和技术标准核定依据的主要法律 法规 规范和技术标准 核定依据有 一 煤炭法 矿产资源法 安全生产法 矿山安全法 等有关法律法规 焦煤集团九里山矿生产能力复核报告书 4 二 煤矿安全规程 2004 版 选煤厂安全规程 AQ1010 2005 三 国务院关于预防煤矿生产安全事故的特别规定 和 国 务院关于促进煤炭工业健康发展的若干意见 等有关煤炭产业政策 四 煤炭工业矿井设计规范 GB50125 2005 和 煤炭洗选 工程设计规范 GB50359 2005 五 国家发展改革委关于印发煤矿生产能力核定的若干规定的 通知 发改运行 2004 2544 号文 六 国家安全监管总局 煤矿安监局 发展改革委 关于印发 煤矿通风能力核定办法 试行 的通知 安监总煤矿字 2005 42 号文 七 原煤炭工业部制定的 煤炭工业技术政策 煤炭工业计 划和统计常用指标计算办法 和 关于核定矿井 露天 洗煤厂生产 能力实施办法 八 采用或参考了在煤炭生产建设的实践中经实测 统计 分 析和总结 并已取得合法依据的有关技术参数 九 其它法律 法规及有关规定 第三节第三节核定主要系统环节及结果核定主要系统环节及结果 根据本次矿井各生产环节的核定情况 具体核定指标为 主井 提升系统能力为 121 万 t a 副井提升系统能力为 123 万 t a 井下排 水系统能力为 164 万 t a 供电系统能力为 123 万 t a 井下运输系统 能力为 160 万 t a 采掘工作面能力为 124 万 t a 通风系统能力为 焦煤集团九里山矿生产能力复核报告书 5 150 万 t a 地面生产系统能力为 124 万 t a 根据 标准 要求 取 矿井各系统最薄弱环节为矿井综合生能力 按照就近下靠的原则 确 定九里山矿生产能力为 120 万 t a 第四节第四节最终确定的煤矿核定生产能力最终确定的煤矿核定生产能力 根据文件规定 以 5 万吨为档次 取其薄弱环节就近下靠 因此 以主井提升系统能力 地面生产系统有地面储煤场 暂不考虑为薄弱 环节 为取值标准 即九里山矿核定综合生产能力为 120 万 t a 第二章第二章 煤矿基本概况煤矿基本概况 第一节第一节 自然属性自然属性 一 地理位置 企业性质 隶属关系 地形地貌 交通情况一 地理位置 企业性质 隶属关系 地形地貌 交通情况 地理位置 九里山矿位于焦作矿区东部 九里山南麓 西距焦作市 18km 行政区域隶属焦作市马村区 九里山矿为国有企业 隶属焦作煤业集团有限责任公司 地形地貌 井田范围内 地形平坦 井田北部边缘有九里山 高出 地面约 70m 地表覆盖有第四季黄土 地面上东有韩蒋新村和赵蒋村 西南 有亮马村庄和陆村村庄 该矿交通十分方便 有矿井铁路专用线与焦枝铁路相连 直达全国 各大城市 矿区周围南有开洛高速公路 东有京珠高速公路 西邻焦晋高速 公路 北有焦辉高速公路 公路交通也十分发达 焦煤集团九里山矿生产能力复核报告书 6 二 二 井田位置 边界范围 拐点坐标 井田面积 相邻矿井边界关系井田位置 边界范围 拐点坐标 井田面积 相邻矿井边界关系 九里山井田西以 11 勘探线为界 东至北碑村断层为界 北到大煤隐伏 露头 南至西仓上断层 九里山矿西南与演马庄矿相邻 北部为冯营矿 东北与位村矿 古汉山矿相邻 井田走向长度 4 2 5 3Km 倾斜宽度 3 4 2Km 井田面积 17 5 Km2 矿区范围拐点坐标如下 点号 X 坐标 Y 坐标 1 2 3 4 6 扣除下四点控制的范围 A B C D 三 井田三 井田地质地质情况情况 地层 含煤地层 构造 地层 含煤地层 构造 地质构造 构造类型 本井田位于太行山余脉之南坡 呈单斜构造 岩层倾斜方向东南 倾 角 13 5 16 井田范围内基岩均被厚度为 80 210m 的第四纪黄土及砾 石层所覆盖 井田无褶皱现象出现 断层皆为正断层 且多沿走向方向发展 焦煤集团九里山矿生产能力复核报告书 7 只有方庄断层 北碑村断层 及魏南断层 以倾斜方向北 30 东出现 现将 各断层的特征分述如下 魏村断层 位于井田北缘 从井田东北角经过 走向北 50 60 东 倾向北西 落差最大在 17 勘探线为 190m 23 勘探线为 50m 油坊蒋村断层 位于井田中下部 全长 5km 走向北 50 60 东 倾向北西 落差最大在 19 勘探线为 110m 中间大 两端小 马坊泉断层 位于井田下部 全长 7km 走向北 45 55 东 倾向 北西 落差最大在 17 勘探线为 160m 13 勘探线为 32m 方庄断层与北碑村断层 走向北 30 东 两断层产状相似 倾向相 反 间隔 300 350m 构成地堑 两侧煤层等高线互为对称 落差 100 130m 魏南断层 位于方庄断层以西 300m 与方庄断层平行 产状相似 落差 25 50m 魏东断层 从北角插入 并与魏村断层相交 走向北 35 东 倾向 北西 落差 50m 煤层 井田内含煤系有 8 个煤层 全为无烟煤 其中大煤 一煤 为本井田 主要开采煤层 四 可采煤层情况四 可采煤层情况 煤层赋存条件 煤层层数 厚度 资源储 煤层赋存条件 煤层层数 厚度 资源储 量 煤质 煤种量 煤质 煤种 大煤 一煤 为本井田开采煤层 煤层倾向东南 倾角 13 5 16 煤层稳定 结构简单 平均厚度为 5 15m 有 5 个钻孔见夹矸一层 焦煤集团九里山矿生产能力复核报告书 8 一般厚度为 0 07 0 2m 二 1 煤为开采煤层 单一煤层开采 测得二 1 煤 最大瓦斯含量 30m3 t 最大瓦斯压力 1 75MPa 为煤与瓦斯突出危险煤层 大煤直接顶板多为砂质页岩 最厚为 20 41m 平均为 4 9m 老顶为中 厚层细中粒石英长石砂岩 1 25 25 24m 平均为 13 3m 大煤直接底板多 为页岩和砂质页岩 东部老底为砂岩 最厚为 22 94m 煤质 开采煤层为大煤 为中灰低硫优质无烟煤 原煤工业分析为 水分 0 16 2 92 平均 1 11 灰分 7 16 52 19 平均 18 20 硫分 0 29 1 43 平均 0 45 挥发分 6 36 20 96 平均 8 92 发热量 8212 8489 大卡 kg 平均 8352 大卡 kg 五 水文地质五 水文地质情况 开采技术条件情况 开采技术条件 以煤层位置和层次将含水层划分为两大部分 顶板含水层和底板含水 层 大煤以上统称为顶板水 包括冲积层 基岩风化带和砂岩等含水层 大 煤以下统称为底板水 包括第八层灰岩 第二层灰岩和奥陶系灰岩等含水层 地下水总流向是由西向东南 水力坡度为 0 3 水位标高一般为 75m 左右 底板水根据地质报告为 35m3 min 顶板水为 10 m3 min 矿井正常涌水 量为 45m3 min 矿井最大涌水量为 105 m3 min 水文地质条件复杂 焦煤集团九里山矿生产能力复核报告书 9 第二节第二节 矿井建设情况矿井建设情况 一 设计时间及单位一 设计时间及单位 九里山矿原名大陆村矿 属原焦作矿务局自行设计自行施工的矿 井 于 1970 年 7 月动工开凿九里山矿风井 1971 年元月编制出大 陆村矿 即九里山矿 方案设计报省煤管局审批 河南省革命委员会 煤炭化工局于 1971 年 3 月 22 日以 71 予革煤化煤生字第 38 号 文批准了大陆村矿的方案设计 建井历时 13 年 于 1983 年 4 月简易 投产 第三节第三节 煤矿生产现状煤矿生产现状 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 区划分区划分 矿井有完善的提升 运输 通风 排水 供电系统 建立有覆盖 全矿井上下的生产调度指挥系统 井上下通讯 防尘洒水系统等 主 要生产系统符合 规程 要求 能满足矿井的安全生产需要 其具体 内容见核查表 采煤工艺主要有综合机械化和炮采工艺 掘进工艺主要为炮掘 开拓方式为立井双水平上下山联合开拓 主要采用走向长壁倾斜分层 或倾斜长壁倾斜分层的采煤方法 矿井分为两个水平 第一水平标高 225m 为目前生产水平 布置有 11 12 13 14 四个上山采区和一个下山 15 采区 采区 二水平标高 450m 设计共有两个上山采区和三个下山采区 目前二 焦煤集团九里山矿生产能力复核报告书 10 水平首采区 24 采区开拓工程正在施工 尚未形成生产能力 二 通风方式二 通风方式 九里山矿属严重的煤与瓦斯突出危险矿井 矿井采用机械通风 通风 方式为中央边界与对角混合式 通风方法为抽出式 主副井进风 东西风井 回风 三 现主要生产煤层 采区 工作面情况三 现主要生产煤层 采区 工作面情况 矿井为单一煤层开采 开采煤层为二1煤 一水平为目前的生产水平 生产采区有 11 13 14 15 四采区 二水平首采区 24 采区为接替采区 采煤工作面有 14061 15011 11 煤柱三个采煤工作面 主要掘进工作面有 14121 运输巷 14072 回风行 15041 运输巷 15041 回风行 13 上山煤柱 面运输巷 13 上山煤柱面回风巷 13113 煤柱面上风道 24 轨道 24 回风 马坊泉断层探行 15 专用回风巷等掘进工作面 四 近几年生产完成情况四 近几年生产完成情况 九里山矿自 2002 年综采工艺试验成功后 当年达到设计生产能 力 2003 年生产原煤 100 59 万 t 2004 年生产原煤 100 15 万 t 2005 年生产原煤 105 01 万 t 矿井生产能力呈逐年上升态势 五 煤炭资源回收率情况五 煤炭资源回收率情况 九里山矿资源储量文件 资源储量资料齐全 采区回采率 三个煤量 和安全煤柱留设符合要求 六 今后三年的生产接续安排六 今后三年的生产接续安排 矿井今后三年的生产接续安排见采掘生产能力核定表 3 7 2 表 3 7 3 表 3 7 4 焦煤集团九里山矿生产能力复核报告书 11 第三章第三章 煤矿生产能力核查计算煤矿生产能力核查计算 第一节第一节 资源储量核查资源储量核查 一 资源储量估算截止日期 选取的主要参数及工业指标 估算结 果 保有 累计探明 累计采出 累计损失 一 本次资源储量估算截止日期为 2005 年末 二 九里山矿位于焦作煤田东部 井田范围西起第 11 勘探线 东至北碑村断层 北起二 1 煤隐伏露头 南至西仓上断层 矿井东西 长 4 2 5 3 公里 南北宽 3 4 2 公里 井田面积约 18 5051 平方公 里 计算开采深度为 40 800 米 详见九里山矿井田范围拐点坐 标表 九里山矿井田范围拐点坐标表九里山矿井田范围拐点坐标表 坐标系统 1954 年北京坐标系 拐点号12346 x y 拐点号ABCD x y 选取的主要参数为 煤层估算储量的最小厚度为 0 8 米 容重为 1 5T m 3 工业指标 挥发分 8 92 发热量 31 24 千焦耳 千克 附 近 硫含量 0 45 灰份含量 18 2 三 估算结果如下 九里山矿储量计算以最新的经过国土资源厅批准备案的核查报告 为准 以后 每年均按地质矿产部 矿产储量表填报规定 上报 焦煤集团九里山矿生产能力复核报告书 12 2005 年末累计探明资源储量为 14067 6 万吨 2005 年末保有储量为 11998 7 万吨 111 为 6350 5 万吨 111b 为 10286 7 万吨 333 为 1712 0 万吨 2005 年末工业资源储量为 10286 7 万吨 2005 年末累计采出资源储量为 1170 6 万吨 2005 年末累计动用资源储量为 2068 9 万吨 2005 年末累计损失资源储量为 898 3 万吨 2005 年度资源回收率为 核定 82 实际 91 21 二 煤层赋存条件 资源储量发生变化的情况及原因说明 我矿煤层赋存条件较好 地质构造比较简单 但水文地质条件较 复杂 截止 2005 年末 我矿表内累计探明资源储量为 14067 6 万吨 累计采出资源储量为 1170 6 万吨 累计损失资源储量 898 3 万吨 主要原因是永久煤柱和水文地质损失所致 三 资源储量核查结果 2005 年末资源储量核查结果为 111 为 6350 5 万吨 111b 为 11998 7 万吨 333 为 1712 0 万吨 开拓煤量为 1519 4 万吨 可采期为 12 7 年 准备煤量为 1519 4 万吨 可采期为 151 9 月 回采煤量为 47 9 万吨 可采期为 5 3 月 均符合规程要求 我矿截止 2005 年末可采储量 6350 5 万吨 上次核定生产能力 焦煤集团九里山矿生产能力复核报告书 13 100 万 t a 本次拟调整核定生产能力为 120 万 t a 矿井剩余 服务年限为 a G KB A 6350 5 1 4 120 37 8 年 式中 a 矿井剩余服务年限 G 2005 年末可采储量 6350 5 万吨 A 矿井拟调整的核定生产能力 120 万 t a KB 储量备用系数 矿井地质构造较简单 煤层赋存较稳定 但开采技术条件差 取 1 4 该矿井剩余服务年限 37 8a 高于煤矿设计规范对同类型煤矿扩建矿 井服务 30 年的规定 经核算 核定生产能力为 120 万 t a 四 存在的问题及整改意见 1 九里山矿在断层附近丢煤现象 今后要不断改进回采工艺 减少煤炭资源损失 2 个别工作面的分层不是十分合理 丢底煤现象时有发生 今后要根据煤厚情况 选用型号合适的支架 减少厚度损失 第二节第二节主井提升系统能力核定主井提升系统能力核定 一 概况一 概况 1 主井提升方式 九里山矿主井为立井 采用双滚筒缠绕式提升绞车 箕斗提升 井口 井底均设有缓冲煤仓 井底采用定重装载并实现自动化运行 2主要技术参数 九里山矿主井提升机为 2JK 3 5 1 7 15 5 缠绕式提升机 采用 焦煤集团九里山矿生产能力复核报告书 14 一对 6 1m3提煤箕斗 一次提煤量 6 2 吨 钢丝绳最大静张力差 11 5 吨 电动机为 YR143 39 12 型 电压等级 6KV 功率 630 KW 配 备 JTDK ZN 交流提升机电控装置 提升速度 6m s 提升高度 315 米 一次提升循环时间为 90 秒 其中休止时间 8 秒 3 提升设备检测时间和结论 九里山矿原主井提升机为 XKT2 3 5 1 7B 缠绕式提升机 2006 年 6 月进行技术改造 同月经河南省煤矿安全测试中心对新绞车进行 检测 各项指标都满足要求 二 计算过程及结果二 计算过程及结果 1 根据提升方式的规定 确定相应计算公式 计算参数选取依据及说明 上式中 b 年工作日 330d 日提升时间 九里山矿主井提升采用定重装载 并能实 现自动化运行 故每天提升按 18h 计算 Pm 每次提升煤量 6 2 吨 k 装满系数 取 1 立井提升 k1 提升不均匀系数 取 1 1 有井底煤仓 k2 提升设备能力富余系数 取 1 1 T 提升一次循环时间 90s 次 实测值 计算结果 t a 10 3600 21 4 万 Tkk kPtb A M 万at 7 121 901 11 110 12 618330 3600 4 焦煤集团九里山矿生产能力复核报告书 15 由上计算 该矿主井提升能力 A 121 7 万 t a 根据 标准 要求 确定矿井主提升核定能力为 121 万 t a 三 存在问题及建议三 存在问题及建议 本次核定主井提升能力为 121 万 t a 略低于矿井采掘能力 是 影响矿井生产能力的最薄弱环节 因此 应采取措施对主井提升系统 进行技术改造 以满足矿井生产需要 第三节第三节 副井提升系统能力核定副井提升系统能力核定 一 一 概况概况 1 副井提升方式和提升任务 九里山矿副井为立井 多绳摩擦提升绞车 采用罐笼提升 承担 矿井升降人员 提升材料和提矸等辅助提升任务 2 主要技术参数 九里山矿副井提升机为 JKD1850 4 多绳摩擦提升机 允许最大 静张力 220 KN 允许最大静张力差 65KN 卷筒直径 1850 mm 提升 速度 5 5m s 提升高度 318 米 提升容器为单层双车罐笼 载重量 6 吨 自重 6 2 吨 最大乘人数 32 人 电动机为 ZD265 35 5 5B 型 直流电机 功率 400 KW 配备 ZTDK PC 01 电控装置 提升矸石 提升材料和下其它材料一次循环时间分别为 160s 160 s 220 s 提升设备检测时间和结论 2006 年 4 月 经河南省煤矿安全测试中心对绞车进行检测 各 项指标都满足要求 焦煤集团九里山矿生产能力复核报告书 16 二 计算过程及结果二 计算过程及结果 1 根据提升方式和规定 确定核定能力计算公式 2 计算参数选取依据说明 上式中 TR 每班人员上下井总时间 4651s 班 其中 实测工人每班下井时间为 38min 因本矿有综采工作面 则升降工人时间为 38 1 7 64 6 min 升降其他人员时间为 64 6 0 2 12 92 min 因此每班人员上下井总时间 64 6 12 92 68 4 min 4651s D 下其它材料次数 取 5 次 R 出矸率 矸石与产量的重量比 2005 年九里山矿提升矸石车 原煤产量 105 万吨 则 R 1 8 100 21 2 PC 每次提升材料重量 3t 次 取提升各类材料每车平均 重量为 1 5 吨 PG 每次提升矸石重量 3 6t 次 M 吨煤用材料比重 2005 年提升各类材料 5325 车 原煤产量 105 万吨 取提升各类 材料每车平均重量为 1 5 吨 则 M 5325 1 5 0 76 TG TC TQ 分别为提升矸石 提升材料和下其它材料一次 at T P M T P R TDT C C G G QR 10 36005 3 330 A 4 万 万at 4 123 160 3 076 0 160 6 3 212 0 10 2205465136005 3330 4 焦煤集团九里山矿生产能力复核报告书 17 循环时间 分别为 160s 160 s 220 s 实测 计算结果 由上计算 根据 标准 要求 矿井副井提升能力核定为 123 万 t a 三 存在问题及建议三 存在问题及建议 核定副井提升能力 123 万 t a 主要原因是由于自 2005 年以来 矿井开拓工程量较大 副井提升能力偏小 低于采掘能力 实际生产 过程中 应对副井提升加强管理 第四节第四节 井下排水系统能力核定井下排水系统能力核定 一 概况一 概况 1矿井排水系统情况 九里山矿井下中央泵房现有 D450 60 6 型水泵 21 台 其中 10 台工作 8 台备用 3 台检修 电动机为 YB560M2 4W 隔爆型电动机 功率 710kw 排水管路共有 8 趟 其中 6 趟管路直径为 419mm 2 趟管路直径为 377 mm 另有德国里兹公司 6376 11 型潜水泵 5 台 作为备用抢险泵 其排水管路直径 419mm 通过钻孔直接排至地面 全矿额定总排水能力可达 15450 3 h 2005 年矿井原煤产量 105 万 t 同年水泵技术测定每台水泵平均排水量为 452 3 h 潜水泵技术 测定每台平均排水量为 1140 3 h 我矿井下主排水水仓有 4 个 即东外水仓 615m 东内水仓 414m 西外水仓 676m 西内水仓 270m 水仓总长度 2002m 焦煤集团九里山矿生产能力复核报告书 18 水仓有效总容积 18470m3 2矿井正常涌水量和最大涌水量 矿井设计正常涌水量为 3000 3 h 设计最大涌水量为 7200 3 h 2005 年度九里山矿矿井实际正常涌水量为 2400 3 h 实际最大涌水量为 4800 3 h 二 计算过程及结果二 计算过程及结果 3 校验水泵能否在 20h 内排出 24h 的正常涌水量和最大涌水量 2005 年度九里山矿矿井实际正常涌水量和实际最大涌水量均小 于矿井设计能力 故取其较大值即 Qs 3000 3 h 和 Qm 7200 3 h 作 为能力核定的计算依据 正常涌水时 10 台泵工作 20h 排水量 452 10 20 90400 3 正常涌水时 24 h的涌水量 3000 24 72000 3 90400 3 最大涌水时 18 台泵和 5 台潜水泵工作 20h 排水量 452 18 20 1140 5 20 3 最大涌水时 24 h 的涌水量 7200 24 3 3 以上计算说明 九里山矿排水系统 20h 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 且说明排水系统抗 水灾能力较强 三 水仓容量校验 由于矿井正常涌水量为 3000 3 h 1000 3 h 水仓容量 V 应符 合 焦煤集团九里山矿生产能力复核报告书 19 V 2 Qs 3000 12000 3 且符合 V 4 Qs 12000 3 而水仓容量 18470 3 12000 3 且符合 V 4 Qs 满足 煤矿 安全规程 要求 四 正常涌水时水泵排水能力计算 An 330 20Bn 104Pn 330 20 10 452 104 18 1 164 8 万 t a 式中 Bn 为工作水泵的小时排水能力 Bn 10 452 4520 3 h Pn 为上年度平均日产吨煤所需排出的正常涌水量 Pn Qn 24 330 105 104 2400 24 330 105 104 18 1 3 t 五 最大涌水时水泵排水能力计算 Am 330 20Bm 104Pm 330 20 13836 104 36 2 252 万 t a 式中 Bm 为工作水泵加备用水泵的小时排水能力 3 h Bm 18 452 1140 5 13836 3 h Pm 为上年度平均日产吨煤所需排出的最大涌水量 3 t Pm Qm 24 330 105 104 4800 24 330 105 104 36 2 3 t 通过以上校验和计算 九里山矿排水系统符合 规程 要求 取 计算结果的较小值 确定矿井排水系统能力为 164 8 万 t a 根据 标准 要求 矿井排水核定能力确定为 164 万 t a 焦煤集团九里山矿生产能力复核报告书 20 三 问题及建议三 问题及建议 随着矿井主排水泵房水泵服务年限增加 水泵实际排水能力会略 有下降 建议加强水泵测试 对水泵实际排水能力下降的 及时进行 大修或更换 第五节第五节 供电系统能力核定供电系统能力核定 一 一 概况概况 一 煤矿电源线路情况 九里山矿地面设 35KV 变电所一座 三回电源进线来自不同 的 110KV 区域变电所 35KV 线路 它们分别是九九线 古九线和九 位线 在正常情况下为九九线 古九线两回分列运行 九位线一 回带电备用 九九线 古九线两回电源线路均为 LGJ 120 架空线 路 其中九九线线路长 3 3km 古九线线路长 6 5km 九位线电源 线路为 LGJ 150 架空线路 线路长 3 1km 二 矿井变压器容量等 矿井 35KV 变电所安装三台主变压器 型号均为 SFL1 10000 35 正常投入运行两台 一台备用 矿井实际用电负荷 12500KW 2005 年井下最大涌水量 4800m3 h 用电负荷为 7570KW 按井下设计最大涌水量 7200m3 h 计算时的用电负荷为 11360KW 则矿井实际用电按井下设计最大涌水量为 16290KW 计 三 下井电缆规格及趟数 沿副井井筒敷设的下井电缆 8 路 型号均为 ZQD5 6KV 3 150mm2电缆 每路长 550m 2005 年全矿用电量 8553 万 kwh 实际生产原煤 105 万吨 焦煤集团九里山矿生产能力复核报告书 21 二 二 供电系统能力核定计算供电系统能力核定计算 一 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 线路 LGJ 120 允许载流量 环璄温度 25 时为 380A 查表 考 虑环境温度 40 时温度校正系数 0 81 则 Ix 380 x0 81 307 8 A Ix 307 8A I 298 6A 2 线路压降校核 LGJ 120 线路单位负荷矩时电压损失百分数 cos 0 9 时 为 0 0378 MW km 查表 则电源线路电压降为 U1 16 29 6 5 0 0378 3 2 5 其中 矿井负荷为 16 29MW 线路按最长 6 5km 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 二 下井电缆安全载流量及压降校核 1 安全载流量校核 井下计算负荷电流 Ij 1366 A ZQD5 6KV 3 150 电缆 8 回 每一回载流量为 325A 查表 则 8 回 允许载流量为 IX 1 8 325 2600 A 当一回故障停止送电时 其余 7 回允许载流量 IX2 7 325 2275 A IX2 2275 A Ij 1366A 2 电缆压降校核 6 298 9 0353 16290 AI 8 063 11360 焦煤集团九里山矿生产能力复核报告书 22 ZQD5 6KV 3 150 电缆单位负荷矩时电压损失百分数 当 cos 0 8 时 为 0 521 MW km 查表 则每根电缆线路电压 降为 U2 11 36 0 55 0 521 6 0 54 5 其中 井下负荷为 11 36MW 线路长 0 55km 由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 电缆故障时 其余电缆能保证井下全部负荷用电 由于井下中央变电 所尚需向采区供电 故下井电缆电压降留有一定富余 三 电源线路能力计算 A 330 16 330 16 228 万 t a w P 4 1046 8110 35224 4 式中 P 为线路供电容量 当线路允许载流量为 2 323A 时 P 2 323 35 0 9 35244kW 3 当线路压降为 5 时 P 5 0 0378 6 5 20 35 MW 20350kW 则线路合理 允许供电容量取 20350kW W 为上年度吨煤综合电耗 W 8553 105 81 46 kWh t 四 主变压器能力计算 A 330 16 330 16 123 万 t a 4 10 S 46 8110 95 0 20000 4 式中 S 变压器容量 2 10000kVA 矿井功率因数 0 95 为上年度吨煤综合电耗 81 46kWh t 由以上校验和计算 本矿电源线路和下井电缆符合规程要求 焦煤集团九里山矿生产能力复核报告书 23 根据线路及变压器的能力计算 取其较小值 确定矿井供电系统核定 能力为 123 万 t a 三 三 问题及建议问题及建议 从上面计算可以看出 矿井电源线路能力较大 如果能够降低矿井 年度吨煤综合电耗 矿井供电系统核定能力还会提高 第六节第六节 井下运输系统能力核定井下运输系统能力核定 一 概况一 概况 运输系统基本情况为 采煤工作面采出的煤经运输顺槽 运输上 下山 运输大巷及强力皮带 上仓 运输进入井底煤仓 由仓下给煤 机给入井底铸石槽 再由铸石槽输送至箕斗提升 二 计算过程及结果二 计算过程及结果 3 东翼 15011 工作面 顺槽长度约 627m 角度 0 10 其运输方式为 SD 40T 槽 2 部 V 0 86m s 输送能力 110t h SDT 650 带式输送 机 3 部 V 1 63m s 输送能力 200t h 运输上山斜长 450m 倾角 13 5 其运输方式为 SGJ800 2 110S 带式输送机 1 部 V 2m s 输送能力 400t h 东大巷运输长度 1100m 其运输方式为 SPJ 800 带式输送机 5 焦煤集团九里山矿生产能力复核报告书 24 部 V 1 63m s 输送能力 300t h SDJ 150 带式输送机 1 部 V 1 9m s 输送能力 630t h DT 75 带式输送机 1 部 V 1 9m s 输送能力 630t h 11 煤柱工作面 顺槽长度约 185m 角度 0 3 其运输方式为 SD 40T 槽 4 部 V 0 86m s 输送能力 110t h 运输上山斜长 250m 倾角 0 10 其运输方式为 SD 1000P 带式输送机 1 部 V 2m s 输送能力 400t h SD 40T 槽 4 部 V 0 86m s 输送能力 110t h 东大巷运输长度 346m 其运输方式为 SDJ 150 带式输送机 1 部 V 1 9m s 输送能力 630t h DT 75 带式输送机 1 部 V 1 9m s 输送能力 630t h 综上分析我矿东翼运输系统中最小环节的运输能力为两工作面最 小运输能力之和 即 2 110 t h 220t h 4 西翼 14061 里段工作面 顺槽长度约 950m 角度 0 3 其运输方式 为 SD 40T 槽 3 部 V 0 86m s 输送能力 110t h SDT 650 带式 输送机 4 部 V 1 63m s 输送能力 200t h SD 40P 带式输送机 1 部 V 2m s 输送能力 400t h 运输上山斜长 430m 倾角 0 12 其运输方式为 SGZ 880 铸石槽输送机 3 部 V 0 86m s 输送能力 400t h 西大巷运输长度 1528m 其运输方式为 SDJ 150 带式输送机 1 部 V 1 9m s 输送能力 630t h DT 带式输送机 2 部 V 2m s 输送能力 400t h 综上分析我矿西翼运输系统中最小环节的运输能力为 110 t h 由于矿井原煤运输系统还担负着掘进工作面原煤运输任务 焦煤集团九里山矿生产能力复核报告书 25 所以其掘进工作面的运输能力核定如下 其运输设备有翻煤罗机一台 实测翻煤量为 35 t h K2 给煤 机 1 台 给煤量 200 t h SPJ 800 带式输送机 1 部 V 1 63m s 输送能力 300t h SDJ 150 带式输送机 1 部 V 1 9m s 输送能力 630t h 综上分析我矿掘进原煤运输系统中最小环节的运输能力为 35 t h 4 集中运输能力核定 东 西翼大巷带式输送机煤流汇入强力皮带 由强力皮带 上 仓 送至井底煤仓 仓下两台 K4 给煤机给煤流入两部铸石槽 由铸石 槽输送至箕斗提升 其强力皮带为 SDJ 150 带式输送机 1 部 V 1 9m s 输送能力 630t h 每台给煤机的给煤能力为 400 t h HYL 10 铸石槽 2 部 V 0 86m s 输送能力 400t h 由此得出我矿集中运输系统中最小环节的运输能力为 630 t h 根据以上情况分析 我矿东 西翼及掘进原煤运输系统中输送 能力最小设备运输能力之和为 3 110 35 365 t h 而集中运输系 统中最小环节的运输能力为 630 t h 由此得出我矿井下运输系统年 输送能力为 A 330 16 365 1 2 104 160 6 万 t a 矿井运 输系统能力确定为 160 万 t a 三 存在的问题及建议三 存在的问题及建议 由于东大巷集中运输有 5 部 SPJ 800 带式输送机 其设备老 化 故障率较高 是制约我矿东部运输的瓶颈 建议对此处的设备进 行更新 焦煤集团九里山矿生产能力复核报告书 26 第七节第七节 采掘工作面能力核定采掘工作面能力核定 一 概况一 概况 一 主要生产采区及接续采区情况 1 该矿生产水平集中在一水平 225m 生产采区有 11 13 14 15 四个采区 11 采区即将全部回采结束 二水平的首 采区 24 采区正在准备 开拓工程尚未结束 预计 2009 年 11 月份投 产 2 生产采区情况 见表 3 7 1 2003 年 2005 年各采区实际生产情况 表 3 7 1 年度采区 回采 t 掘进 t 合 计 年累计 11 采区 13 采区10930 14 采区31758 2003 年 15 采区43266337046636 11 采区630741275075824 13 采区769551474091695 14 采区31030 2004 年 15 采区8920 11 采区1070 13 采区41282 14 采区40100 2005 年 15 采区4390 三年合计 焦煤集团九里山矿生产能力复核报告书 27 二 主要采煤方法 该矿目前主要采用走向长壁倾斜分层或倾斜长壁倾斜分层采煤方 法 三 采煤工艺及采掘机械化装备情况 矿井有综合机械化和炮采两种回采工艺 为了满足矿井生产需要 今年 6 月新购进一套新型液压支架 100 架 并于今年 9 月安装 13 采区上山煤柱工作面 届时矿井原煤产量将大幅度提高 四 单产单进 该矿综采工作面单产在 4 4 万 t 左右 炮采工作面单产在 1 8 万 t 左右 五 主要生产系统 采掘工艺变更等特殊情况下 采掘工作 面生产能力发生变化的情况及原因说明 该矿自 2002 年综采工艺试验成功后 矿井于当年达产 2003 年 生产原煤 100 59 万 t 2004 年生产原煤 100 15 万 t 2005 年生产原 煤 105 01 万 t 由于 2005 年该矿综采工作面于 11 月突水 造成综 采工作面停产 影响了矿井的原煤产量 否则 矿井于 2005 年即可 达到生产原煤 120 万 t 左右 并造成该矿 2006 年原煤产量降低 但 该矿于 2006 年新装备一套新型液压支架 100 架 同时完善了采掘 工作面生产技术条件 工作面单产和回采工效将大大提高 本次生产 能力核定考虑以上因素 按 2005 年 1 10 月份的实际参数核定 焦煤集团九里山矿生产能力复核报告书 28 二 采掘工作面生产能力核定计算过程及结果二 采掘工作面生产能力核定计算过程及结果 计算方法的选择及参数选取 该矿现有一个综采工作面 三个炮采工作面 为了提高采煤机械 化程度 减轻工人劳动强度 保证安全生产 2006 年 10 月矿井新上 一套液压支架 综采工作面平均煤层采高为 3 5m 采煤机截深 0 6m 日循环进 7 刀 日循环进度 4 2m 正规循环率 0 85 工作面 平均长度 108m 减去搬家撤除时间 平均工作面个数为 0 79 个 实 际产量 51 8 万吨 三个炮采工作面平均日进度 2 6m 正规循环率 0 8 工作面平均长度 98m 工作面平均个数 2 89 个 实际产量为 68 7 万吨 综采工作面生产能力计算 AcZ 10 4l h r b n N c a AcZ 综采工作面年生产能力 万 t a l 采煤工作面平均长度 108m h 采煤工作面平均采高 3 5m r 原煤视密度 1 55t m3 n 年工作日数 330d N 正规循环作业系数 85 c 采煤工作面回采率 0 95 a 采煤工作面平均个数 0 79 个 AcZ 10 4l h r b n N c a 10 4 108 3 5 1 55 4 2 330 0 85 0 95 0 79 焦煤集团九里山矿生产能力复核报告书 29 51 8 万 t a 炮采工作面生产能力计算 AcZ 10 4l h r b n N c a 式中 AcP 炮采工作面年生产能力 万 t a l 采煤工作面平均长度 98m h 采煤工作面平均采高 2 4m r 原煤视密度 1 55t m3 n 年工作日数 330d N 正规循环作业系数 85 c 采煤工作面回采率 0 95 a 采煤工作面平均个数 2 89 个 AcP 10 4l h r b n N c a 10 4 98 2 4 1 55 2 6 330 0 8 0 95 2 89 68 7 万 t a 则 Ac AcZ AcP 51 8 68 7 120 5 万 t a 掘进工作面能力计算 2005 年该矿掘进煤巷 5516m 半煤岩巷 119m 巷道断面为 2 4 2 4m 6 51m2 2 8 2 8m 9 36m2 两种 平均巷道断面积 7 94 m2 因此该矿掘进工作面能力核定为 Aj 10 4 SiLi 10 4 1 55 7 94 5516 6 51 0 5 119 焦煤集团九里山矿生产能力复核报告书 30 10 4 1 55 44184 6 85 万 t a 式中 Aj 矿井掘进煤量 万 t a r 原煤视密度 1 55t m3 Si i 巷道纯煤面积 m2 Li i 巷道年总长度 m 采掘工作面能力 A Ac Aj 120 5 6 85 127 35 万 t a 式中 A 矿井采掘工作面能力 万 t a Ac 矿井采煤工作面能力 万 t a Aj 矿井掘进工作面能力 万 t a 九里山矿 1997 年核定采掘工作面能力为 63 5 万 t a 2003 年核定 采掘工作面能力为 105 万 t a 2005 年核定采掘工作面能力为 129 万 t a 近几年来 随着瓦斯防治技术的提高 底板注浆改造技术的成功应用 有 效的防治了瓦斯和突水事故的发生 改善了采掘工作面生产技术条件 从而提高了采掘工作面机械化装备水平 大大提高了工作面单产和回 采工效 根据 2006 年产量预计 核定矿井采掘工作面能力 127 万 t a 三三 采掘能力验证 采掘能力验证 焦煤集团九里山矿生产能力复核报告书 31 一 2006 年 2009 年各采区生产能力规划情况见表 3 7 2 后三年各采区计划产量表 表 3 7 2 二 采掘队个数及生产地点的接续安排 目前共有 4 个采煤队 其中有一个综采队和三个炮采队 两个掘 进队 一个开拓队 开采煤层为二叠系大煤 后三年各采区计划产量 年 度采 区回 采 t 掘 进 t 合 计 11 采区47710874356453 13 采区20538 14 采区31635 15 采区16064 2006 年 24 采区52305230 13 采区 14 采区45524 15 采区15152 2007 年 24 采区1699816998 东大巷煤柱19672 14 采区29886 15 采区16967 2008 年 24 采区1268912689 东大巷煤柱8960089600 14 采区38748 15 采区29157 2009 年 24 采区828001174094540 小 计 焦煤集团九里山矿生产能力复核报告书 32 见表 3 7 2 接替工作面参数见表 3 7 3 生产地区的接续情况见表 3 7 4 后三年采煤工作面参数表 焦煤集团九里山矿生产能力复核报告书 33 表 3 7 3 工作面编号 走向长度 m 倾斜长度 m 采高 m 可视密度 t m3 可采储量 万吨 150113611262 5 1 55 17 63 150414611002 3 1 55 17 44 150317701252 5 1 55 37 29 150614581252 3 1 55 20 46 11 煤柱底层 70752 0 1 55 1 64 13113 煤柱面 350382 3 1 55 4 75 141011001202 3 1 55 4 26 140922501082 3 1 55 9 683 1 55 14 26 150128101252 5 1 55 39 23 13 采区煤柱 5001503 5 1 55 40 68 141215701203 5 1 55 37 1 东大巷煤柱面 8701203 5 1 55 56 42 141415701053 5 1 55 32 22 240219901253 5 1 55 66 99 140612501152 5 1 55 11 14 140724901002 3 1 55 17 65 140627801052 5 1 55 31 76 141114351152 5 1 55 19 38 140825221102 5