生产能力核定说明

1、目 录第一章 概 述 .4 第一节 核定工作的主要过程. .4 第二节 核定依据的主要法律、法规、规范和技术标准.4 第三节 核定主要系统环节及结果. .5 第四节 最终确定的煤矿核定生产能力. .6第二章 煤矿基本情况 .7 第一节 自然属性.7 第二节 矿井建设情况.9 第三节 煤矿生产现状.9第三章 煤矿生产能力核查计算 .11 第一节 资源储量核查.11 第二节 提升系统生产能力核定.13 第三节 井下排水系统生产能力核定.15 第四节 供电系统生产能力核定.17 第五节 井下运输系统生产能力核定.20 第六节 采掘工作面生产能力核定.22 第七节 通风系统生产能力核定.27 第八节

2、选煤厂生产能力核定.38 第九节 地面生产系统生产能力核定.41 第十节 安全程度、其它系统（环节）检查.42第四章 煤矿生产能力核定结果分析. .46 第一节 各环节能力核定结果分析.46 第二节 资源保障程度分析. .46 第三节 煤矿生产能力核定能力结果. .47第五章 问题与建议. .47 第一节 各生产环节主要问题.47 第二节 建议和整改措施. .47一、附表：核井0113表二、附件：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、整合储量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

3、情况、原因及相关证明6、改变采掘生产工艺的原因、技术论证、批准文件、施工及验收合格证明7、煤层条件发生变化的情况、原因和证明材料8、通风系统检测资料9、主要设备测定资料10、煤矿安全评价结论意见11、其他有关的依据资料三、附图：（1）井上下对照图（2）1：5000开拓工程平面图（3）1：2000采掘工作面平面图（4）矿井通风系统图（5）供电系统图（6）排水系统图（7）其它有关图纸第一章 概 述第一节 核定工作的主要过程根据黑煤安监发2009143号文件、龙控安发2009132号文件的要求通知,我单位受鸡西矿业集团城山煤矿委托，于2010年1月2日向该矿提出提交该矿图纸、文字和表格数据等、矿井生

4、产能力核定（复核）所需相关资料,通过核查资料，1月15日进入煤矿各生产系统实地核查,1月21日进行煤矿生产能力核定报告书编写工作。第二节 核定依据的主要法律、法规、规范和技术标准1、国家发展和改革委员会、国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局的发改运行2006819号文件；2、中华人民共和国劳动法；3、中华人民共和国安全生产法；4、中华人民共和国矿山安全生产法；5、中华人民共和国煤炭法；6、煤矿安全规程；8、煤矿通风能力核定办法（试行）安监总煤字200542号；9、煤矿生产能力核定的若干规定发改运行20042544号； 10、煤矿安全生产基本条件规定国家安全生产监督管理局、国家煤矿安全监

5、察局第5号令； 11、煤炭工业矿井设计规范GB5021594；12、根据黑煤安监发2009143号文件；13、龙控安发2009132号文件的通知，对该煤矿进行了生产能力核定工作。第三节 核定主要系统环节及结果核定主要生产系统（环节）能力为：储量核算240万t/a ;提升系统249.5万t/a；井下排水系统366万t/a； 供电系统240万t/a；井下运输系统263万t/a；采掘工作面307万t/a；通风系统266万t/a；洗煤系统240万t/a；地面生产系统能力254万t/a。第四节 最终确定的煤矿核定生产能力最终确定该煤矿核定生产能力为240万t/a。第二章 煤矿基本情况第一节 自然属性一、

6、地理位置、交通情况、隶属关系及地形地貌该矿位于鸡西市城子河区，属国有企业，破产重组矿，隶属于龙煤控股集团公司。该矿区地形平坦、低山、丘陵、属冲击平原。矿井距鸡西市3Km，距鸡西火车站4Km，方虎路从矿区南边穿过，交通十分方便。2、 井田位置、边界范围及井田面积该矿井东西长7.61km，南北宽4.98km，面积37.88km2 。东部与正阳矿相邻，西部与沈煤集团新城煤矿毗连。以国家坐标10个拐点连线圈定。该矿井资源储量由10个拐点圈定，其国家坐标为：拐点序号XY15025500444204102502549644423767350265004442439345026440444251725502

7、386044426350650215754442628575020330444267508501915044423500950208104442333010501992044418485设计开采深度：由250m至-800m标高。三、自然地理状况本地区较为平整，井田深部有穆棱河从地表流过。本地区属于寒温带大陆性气候，温差比较大，最高气温（7-8月份）32o-34o，最低气温（12月-1月）-32o-35o，年平均气温3o-5o，由11月至次年4月为结冻期，最大结冻深度1.5m-2.0m。年降雨量400mm-700mm，集中在7-9月份，占年总降雨量的60%，年蒸发量700mm-1000mm。该地

8、区冬季以西北风为主要风向，夏季多东南风，风力一般2-3级，最大可达5-6级，春季多大风天气。四、主采煤层、赋存条件、层数、厚度、煤质及煤种本区开采煤层为鸡西群城子河含煤组的3A、3B、3C、4、7、8、23、24、24上、25、29、36A、36B、37、42、43。煤层总厚度为8.39-21.2m；煤层走向东西，倾向南，煤层倾角4-40o；煤层发育稳定，为单斜构造；商品煤为1/3焦9级精煤，灰分9.5%，硫分0.3%，洗混煤灰分22%。5、 水文地质情况该矿区水文地质较简单。地表无河流，无沼泽地，主要是稻田地。煤层经过开采证实，无富含水层。本矿井已经开采到-650m标高，开采过程中矿井最大涌

9、水量500m3/h。第二节 矿井建设情况城山矿前身是城子河矿改制后的名称，城子河矿建于1938年，立井开拓，1971年开始对斜井群进行集中改造，1980年12月主井正式投产，1990年立井完成改扩建工作，矿井设计能力为240万t/a。第三节 煤矿生产现状一、主要生产系统、开拓方式、采掘工艺和开采方法该矿采用立井多水平开拓，主立井、付立井进风，回风立井回风，主立井提煤，付立井下料、提矸、升降人员。回采工艺为综采和高档，采煤方法为长壁后退式采煤。掘进工艺为综掘和普掘，综掘机破岩装岩，皮带运输机连续化运输；普掘半煤巷为打眼放炮，耙斗装煤，后配套皮带连续化运输；岩巷为打眼放炮落岩，耙斗装岩，矿车运输。

10、二、主要生产煤层及采区情况矿井开采15个煤层，煤层倾角7-250，工作面长150-220m，采高1.5-3.2m，工作面使用单体液压支柱和综采液压支架支护，全部垮落法管理采空区顶板，工作面机械落煤，下巷连续化运输。该井有五个自然采区，其中：生产采区三个（西二采区、东三采区、中部采区）；准备采区为东一采区；开拓采区为西一采区。现有采煤工作面三个（两个综采工作面、一个高档工作面），掘进工作面十三个（综掘二个、普掘十一个）。三、三量开拓煤量1212.1万t，可采5.5年；准备煤量311.7万t，可采1.4年；回采煤量219.9万t，可采13.2个月。三量符合国家规定标准。第三章 煤矿生产能力核查计算

11、第一节 资源储量核查一、资源储量计算、工业指标、结算结果1、资源储量计算范围该矿井开采煤层，根据上述批准的10个拐点所圈定的井田范围确定资源储量计算范围。2、工业指标及储量计算参数依据煤、泥炭地质勘查规范，确定该矿井可采煤层的工业指标：煤层最低可采厚度为：当煤层倾角25°时，煤层厚度0.7m；当煤层倾角为25°45°时，煤层厚度0.6m；当煤层倾角45°时，煤层厚度0.5m。煤层的最高灰分40，最高硫分3。可采煤层的煤类为1/3焦煤（煤类符号为35），属炼焦用煤。储量计算参数：1、储量块段的煤层厚度是储量计算图中储量小块段内及附近钻孔或巷道实际见煤点采用

12、厚度的算术平均值。2、储量块段煤层倾角从煤层底板等高线图上直接量取，确定储量块段煤层倾角。倾角大于15度时平面积换算成斜面积进行储量计算；倾角小于15度直接采用平面积进行储量计算。3、煤层视密度采用1985年3月鸡西矿务局城子河煤矿立井生产矿井地质报告书的数据。二、依法认定的资源储量1、依法批准的资源储量文件名称、编号黑龙江省国土资源厅以黑国土资储备字（2003）158号文“关于黑龙江鸡西城子河区煤炭资源储量核实报告矿产资源储量评审备案证明（2003.12.12）”。2、储量截止到2009年末全矿保有储量25000.82万t，可采储量10644.45万t。三、矿井剩余服务年限1、计算公式：a=

13、G/(A·kB)式中： a剩余服务年限,a; G上年未可采储量,10644.45万t； A本次核定生产能力,240万t/a； KB储量备用系数，取1.4。2、计算结果 a=10644.45÷（240×1.4）=31.8a矿井剩余服务年限31.8a。 矿井原设计能力240万t/a，本次核定生产能力240万t/a，矿井剩余服务年限31.8年，高于煤矿设计规范对同类型改建矿井服务25年的规定。按煤矿生产能力核定标准，确定该矿生产能力为240万t/a。第二节 提升系统生产能力核定一、基本情况该矿井主提为JKM3.25×4E型多绳摩擦轮提升机，采用12t提煤箕斗，

14、配用1250KW×2直流电机，担负全矿原煤提升。副提为JKM-2.8×4型多绳摩擦提轮提升机，配用680KW×2直流电机，担负运送人员、提矸、材料等辅助提升任务。设备设施配套完整，符合煤炭安全规程和煤矿机电设备完好标准及机电设备检修质量标准。主、副井提升系统保护装置完善，运行可靠安全，提升系统技术档案齐全，各种运行、检修、检查事故，交接班记录完备，每日做到了强制性检查和维护时间保证两小时以上。二、能力核定1、主井提升系统主井绞车由原来的1000KW×2交流拖动改造成1250KW×2台直流拖动，井底有缓冲煤仓。每个提升循环由原来的120秒缩短为8

15、5秒。提升能力为：A=3600试中：A主井提升能力：万t/a ； b年工作日：330d； t日提煤时间：18h（定量装载.数控自动化）； P每次提升煤炭量：12t/次；k 装满系数。立井提升系数：1.0；K 生产不均衡系数，取1.1。（有井底煤仓）；K提升设备能力富裕系数，取1.1；T提升一次循环时间：85s/次（实测值）；A=万t/a2、副井提升系统副井提升系统为两套系统，一是副立井，二是西部一段二段下料斜井，因只下大件，固本次不核定其能力。副立井配一对一吨双层四车罐笼，双层提矸和双层乘人。提升矸石，提升材料一次循环时间均为145s。出矸率为16.6%。每次升降人员总时间是4000秒。提升能

16、力：A=330×3式中：A副井提升能力，万t/a； R出矸率（矸石与产量的重量比）16.6%； P每次提矸石重量，4×1.7=6.8t； T每提矸一次循环时间，145s； M吨煤用材料比重，4%； P每次提升材料重量，4t； T每次提升材料循环时间，145s； D 下其他材料次数，5次； T下其他材料每次循环时间，145s； T每班人员上下井总时间，4000s，下井时间：1440s， 升降时间：2160s，其他人员：400s。A=330×3 =330×3 =330×3 =263.37万t/a三、结论经计算，主井提升能力为249.53万t/a，副

17、井提升能力263.373万t/a,该矿提升系统能力核定为249.53万t/a。第三节 井下排水系统生产能力核定一、基本情况该矿为一段排水，中央水泵房安装PJ150×12型多级离心泵五台，两台运行，两台备用，一台检修。电动机为1050KW、6KV，沿副井安装245mm的排水管两趟，排水高度为670m，2007年实际正常涌水量为300m/h，实际最大涌水量为500m/h。矿井设主辅水仓，水仓总容量为3000m。 排水系统完善，设备设施完好，管理制度、图纸资料健全，各种运行、维护、检查事故记录完全，有具有检测检验资质单位的检测证书，每年进行一次工作泵和备用泵联合排水。二、检验水泵能否在20

18、h内排出24h的正常和最大涌水量正常涌水量时：2台水泵工作，20h排水量： 300×2×20=12000m；正常涌水量时：24小时涌水量300×24×=7200m12000m；使用泵和备用泵总能力：300×4×20=24000m 最大涌水量时：24小时涌水量500×24×=12000m24000m； 以上计算说明，两台泵工作时，备用泵和工作泵同时工作时，20小时内能排出矿井24小时的正常涌水量和最大涌水量，符合煤矿安全规程的要求，且说明排水能力较大。三、水仓容积校验由于矿井正常涌水量300m/h1000m/h，水仓

19、容积应符合V8Qn的要求。V=8×300=2400m 水仓容积：3000m2400m Qn=300m/h(矿井正常涌水量)水仓容积符合规定。 四、能力核定 1、正常涌水量排水能力计算 An=330 式中：A排正常涌水量的能力，万吨/a； B工作泵小时排水能力，2×300=600m/h； P上一年度平均产吨煤所需排出的正常涌水量， P=1.08m/h； An=330万t/a 2、矿井最大涌水量排水能力计算 Am=330× 式中：B工作泵+备用泵工作能力，4×300=1200m； Pm= Am=330×=366万t/a 五、结论 该矿井下排水系统能

20、力核定为366万t/a。第四节 供电系统生产能力核定一、 基本情况该矿井地面设60KV变电所一座，两回独立的高压电源分别引自城立线和杏城线，电压等级均为60KV，两回路线路采用分列运行的方式，线路为LGJ-120mm2架空线，线路长度分别为7km和13km。变电所设两台主变压器，型号为S11-20000KVA60/6.3，其中一台工作，一台备用。该矿实际用电16800KW，井下最大涌水量时用电负荷10000KW。沿付井井筒敷设下井电缆5路，型号均为MYJV42-3×150mm2粗钢丝铠装电缆，每路长870m。2009年全矿用电量8932.5万kwh，实际生产原煤226万t/a。该井供

21、电系统合理，设备、设施及保护装置完善，技术性能达到国家标准，运行可靠安全。各种技术档案资料齐全，图纸资料完整齐全，有设备档案，各种运行、维护、检查、事故记录完备，各种管理制度健全。二、电源线路安全载流量及压降校验1、安全载流量校验全矿计算电流线路LGJ-120mm2允许载流量380A179.6A。2、线路压降校核LGJ-120mm2线路单位负荷矩时电压损失百分数；当cos0.9时为0.013%/MW·km，（查表）。三、则电压降为U%=16.8×13×0.013%=2.8%<5%式中：矿井负荷16.8MW，线路长度13km。 4.3 入井电缆安全流量及压降校

22、验：1、安全载流量校验MYJV42-6KV，3×150mm2电缆五回，每一回载流量为445A，则五回允许载流量为5×445A=2225A>1202.8A；当一回故障停止送电时，其余4回允许载流量：I=4×445=1780A>1202.8A。2、电压降校验MYJV42-6KV，3×150mm2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：U%=(10×0.87×0.521%)÷5=0.9%<5%其中：井下负荷10MW，线路长0.87KM。以上校验

23、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。四、 电原线路能力核定电源线路能力核定公式： 式中：A电源线路的能力，万t/a； 线路合理允许的供电量KW。 当线路允许载流量为380安时： P=×380×60×0.9=35540kw 当线路压降为5%时： 则线路合理允许供电容量取29.6MW 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， 五、主变压器能力核定 式中：S主变压器容量，取20000KVA； 矿井功率因数，取0.9； W矿井吨煤综合电耗，取39.46kwh/t。六、结论经核算电源线路能力396

24、万t/a，主变压器能力为240万t/a。该矿供电系统核定能力为240万t/a。第五节 井下运输系统生产能力核定一、 基本情况该矿井下运输系统由东、西两个主运道组成，共有3个采煤工作面，其中综采2个，高档普采1个。其煤流运输系统为工作面运输、下巷溜子、皮带连续化运输到各采区煤仓，再由电机车运输到井底煤仓，由仓下给煤机给入箕斗提升。二、 能力核定1、电机车运输该矿东、西两个主运道，均采用ZK10-6/550型架线电机车，WGC-3.3/6型三吨底卸式矿车，每列车拉16辆。辅助运输通过大巷运输矸石、材料、设备、人员，占原煤运量的比重为25%。（1）东主运：运输距离4500m，10台电机车作业，大巷中

25、相邻两列车间隔时间为： 式中：L大巷运输距离，4500m； v电机车运行速度，183m/min； t1-装车、调车时间，取7min； T2-卸车、调车时间，取5min； n运输列车列数，10列。因装、调车时间为7min，所以相邻两列车间隔时间取7min。电机车运输能力： 式中：N每列车矿车数，16辆；G每个矿车载煤量，2.7t；R通过大巷运输矸石、材料、设备、人员等，占原煤运输比重，25%；K不均衡系数，1.15；T0大巷中相邻两列车间隔时间，7min。（2）西主运：运输距离2000m，6台机车作业，大巷中相邻两列车间隔时间为： 式中：L大巷运输距离，2000m； v电机车运行速度，183m3

26、/min； t1-装车、调车时间，取7min； T2-卸车、调车时间，取5min； n运输列车列数，6列。机车运输能力：主运道运输能力为136+127=263万t/a2、采区工作面和下巷运输145综采面：工作面用SGZ-800/800刮板输送机，下巷4台SDJ-150带式输送机，输送能力均在500t/h以上。144 综采面：工作面用SGZ-800/800刮板输送机，下巷SDJ-150带式输送机，最低能力为500t/h。140高档工作面：工作面用SGB-630/220刮式输送机，下巷5台SDJ-150带式输送机，2台加档煤板SGW-40T刮板输送机，最低的能力为250t/h。综上分析、计算，东西

27、两条主运道运输为运输系统中最小环节。井下运输系统年输送能力为263万t/a。三、结论该矿井下运输系统生产能力核定为263万t/a。第六节 采掘工作面生产能力核定一、概况该井有五个自然采区，其中：生产采区三个（西二采区、东三采区、中部采区），准备采区为东一采区，开拓采区为西一采区。现有采煤工作面三个，两个综采工作面、一个高档工作面。掘进工作面十三个，综掘二个、普掘十一个。按三采十四掘核定采掘能力，现有采煤工作面三个，两个综采工作面，一个高档工作面，采煤全部为走向长壁后退式采煤，工作面长150-220m，采高，1.53.2m，煤层生产能力4.2t/。工作面回采工艺为机械落煤，综采工作面循环进度0.

28、75m，高档工作面循环进度为0.8m，日进多循环，综采作业方式三采一准，高档作业方式三采一准。采掘工作面布置：145队、145准备队综采工作面使用的设备，采煤机型号MG450/1040-WD型交流电牵引采煤机，最大生产能力2050t/h；工作面运输机型号SGZ-800/800中双链刮板运输机，运输量1500 t/h；下巷转载机型号SZZ1000/400中双链刮板转载机，运输量2600 t/h；破碎机型号PLM3000轮式破碎机，破碎力3000 t/h；下巷皮带运输机型号DSJ-120/160/2×200，运输量1600 t/h，或DSJ-180/160，运输量800 t/h，到采区煤

29、仓。高档工作面均用110型溜子运输，200采煤机落煤，下巷为溜子皮带连续化运到采区煤仓，支护为单体液压支柱支护，四、五排管理，柱距0.75m，排距0.8m，边采边整。145队组人数105人、145准备队人数115人、高档队人数115人。掘进为13个工作面，2个综掘工作面，8个连续化掘进工作面，3个全岩工作面，采掘比为3:14，作业方式为四六作业。807综掘队：施工东一3#上巷，断面8.7 m2，半煤岩巷，使用S-150掘进机，SDJ-150、SJ-80皮带,队组人数53人。805综掘队： 施工中部区25#右部皮带道，断面9.0 m2，半煤岩巷，使用S-150掘进机，SDJ-150、SJ-80皮

30、带，队组人数60人。601普掘队： 施工东三25#四面回风巷，断面8.75m2，半煤岩巷， SDJ-150、SJ-80皮带，队组人数45人。602普掘队： 施工东三42#，断面7.5m2，岩巷，一吨矿车运输，队组人数46人。806普掘队： 施工东一3#水仓，断面20.0m2，半煤岩巷， SGW-44溜子，队组人数58人。706普掘队：施工中部区25#运输巷、断面9.0m2、半煤岩巷， SDJ-150、SJ-80皮带，队组人数39人。803普掘队：施工二采区4#上巷，断面6.0m2，半煤岩巷， SDJ-150、SJ-80皮带，队组人数47人。605普掘队：施工二采区3#下山绞车道，断面9.8m2

31、，半煤岩巷， SDJ-150、SJ-80皮带，队组人数40人。607普掘队：施工二采区42#一面下巷，断面6.0m2，半煤岩巷， SDJ-150、SJ-80皮带，队组人数37人。603普掘队：施工二采区3#下山皮带道，断面9.8m2，半煤岩巷， SDJ-150、SJ-80皮带，队组人数42人。二、计算过程及结果1、回采工作面能力计算（1）前三年回采工作面平均生产能力Ac=10-4·L·T·P·N =10-4×210×1115×4.4×2 =204.7万t/a式中：AC采煤工作面平均生产能力； L采面平均长； T采面

32、平均年推进度； N工作面平均个数。（2）掘进工作面掘进煤量Aj=Ac·C式中：Aj前三年掘进工作面平均生产能力，万t/a;C掘进煤占回采煤量比重；Aj=204.7×0.083=16.9万t/a（3）前三年矿井平均生产能力Aj=Ac+Ac=204.7+16.9=221.6万t/a2、 本次核定采掘工作面能力计算 （1）回采工作面能力计算式中：Ac=10-4·L·h·r·N·c·a(万t/a) Ac采面年生产能力，(万t/a)； L采面平均长，m； H采面平均采高,m； r原煤视密度，m3/t； b采面平均日进，m；

33、n年工作天数，取330d； N正规循环作业系数，取0.8； C工作面回采率，取0.95； a回采工作面个数。145综采队：Ac=10-4×220×3.2×1.50×6.75×330×0.8×0.95=178.7万t/a145综采准备队：Ac=10-4×190×2.8×1.50×4.5×330×0.8×0.95×0.75 =67.5万t/a140高档队：Ac=10-4×150×1.5×1.50×4×

34、330×0.80×0.95 =33.8万t/a回采工作面总能力：178.7+67.5+33.8=280万t（2） 掘进煤量 式中：Aj掘进煤量,万t/a; r原煤视密度，1.50m3/t; S巷道纯煤断面,2.5×2.6m2; L巷道年总长度,m。Ac=10-4×2.5×2.6×1.65×25000 =27万t/a3、 矿井采掘生产能力 Aj=AcAc=280+27=307万t三、结论矿井前3年采煤工作面个数为2个（一综一高），所以前3年采掘工作面生产能力达到221.6万t/a，后3年矿井采煤工作面个数安排为2.75个（二综

35、一高），采掘接替安排经计算，最终确定该矿井采掘工作面生产能力为307万t/a。第七节 通风系统生产能力核定一、通风概况（一）通风系统和通风方式矿井采用对角式通风系统，抽出式通风方式。（二）进回风井筒数量及风量四条进风井，二条排风井。主、付立井、东二斜井绞车道、十一井二斜绞车道入风，东风井和西风井（均是立井）回风，矿井总进风量为14766m3/min，矿井总回风量15458m3/min。（三）矿井需要风量、总进风量及有效风量矿井需要风量12305 m3/min，总进风量14766 m3/min，有效风量13343 m3/min，有效风率为90.4%。（四）矿井瓦斯等级、瓦斯和二氧化碳的绝对及相对

36、涌出量2009年度矿井瓦斯鉴定结果确定为高瓦斯管理矿井，瓦斯绝对涌出量88.78m3/min，相对涌出量19.1m3/t，二氧化碳绝对涌出量8.59 m3/min,相对涌出量1.89m3/t。（五）主要通风设备及运行参数东风井地面安装2台GAF26.6-15.8-1通风机，一台使用，一台备用，西风井地面安装两台GAF26.6-15.8-1通风机，一台使用，一台备用，东西风井使用电机均1250KW，通风机出厂最大流量均为10000 m3/min。二、计算过程及结果1、采煤工作面需要风量计算该矿有3个采煤工作面，145综采队、准备队、140队。（1）高瓦斯矿井按照瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算。Q采

37、=100q采·KCH4 （m3/min）Q145综=100×8.9×1.2=1068（m3/min）Q140普采=100×4.0×1.2=480（m3/min）Q准备队采=100×6.7×1.2=804（m3/min）（2）按工作面温度计算Q采=60×V采×S采式中：V采回采工作面适宜风速,不小于1.0m/s; S采回采工作面平均有效断面。 Q145综采=60×1.2×14.25=1026（m3/min） Q140普采=60×1.0×8.28=497（m3/min）

38、 Q准=60×1.2×12.88=927( m3/min)（3）按风速进行验算 60×0.25S<Q采<60×4S(m3/min) Q145综采=（60×0.25×14.25）<1248<（60×4×14.25）（m3/min） Q140普采=（60×0.25×8.28）<497（60×4×8.28）（m3/min） Q145准=（60×0.25×12.88）<927<（60×4×12.88）(

39、 m3/min)全矿采煤工作面需要风量合计：Q采=Q145综采+Q140+Q准 =1068+497+927=2492 （m3/min）（4）备用采煤工作面风量Q备Q采该矿145综采和140普采各一个采煤备用工作面。Q备=Q145/2+Q140/2 =534+248=782 m3/min2、掘进工作面需要风量计算该矿井14个掘进工作面按局部通风机型号分类进行计算。因各掘进工作面绝对瓦斯涌出量为0.1 m3/min-1.28 m3/min，在此不予计算。(1)按局部通风机吸入风量计算使用2BKJNO5.6/22局扇，11×2KW，5个工作面，其中：半煤3个，岩巷2个，局部通风机额定风量2

40、00-400 m3/min，实测每台平均吸入风量为260 m3/min。岩巷每台需供风量：Q岩=Q吸+60×0.15S m3/min =260+60×0.15×9 =341(m3/min)半煤巷每台需供风量：Q煤=Q吸+60×0.25×S m3/min =260+60×0.25×6.0 =350(m3/min)Q11KW×2=341×2+350×3=682+1400 =1732（m3/min）使用2BKJNO6.0/30 15KW×2，4个工作面，4个半煤，局部通风机额定风量260-4

41、47 m3/min，实测每台平均吸入风量为360 m3/min。每台15KW×2需要供风量：Q15KW×2=Q吸+60×0.25×S （m3/min） =360+60×0.25×6.0 =450（m3/min）Q15KW×2=450×4 =1800（m3/min）使用2BKJNO6.0/37 18.5KW×2，3个工作面，全岩，局部通风机额定风量250-500 m3/min，实测每台吸入风量为380 m3/min。一台需要供风量：Q30KW×2=Q吸+60×0.25×S （m

42、3/min） =360+60×0.25×10 =510（m3/min） Q30KW×2=510×3=1530（m3/min）使用2BKJNO6.3/60 30KW×2，1个工作面，半煤，局部通风机额定风量260-630 m3/min，实测每台平均吸入风量为510 m3/min。一台需要供风量：Q45KW×2=Q吸+60×0.25×S （m3/min） =510+60×0.25×8=630 m3/min全矿按局部通风机计算风量合计：Q掘= Q11KW×2+Q15KW×2+Q30

43、KW×2 =1732+1800+1530+630=5692m3/min (2)按风速进行验算 使用2BKJNO5.6/22 11KW×2，通风机供风的工作面。 岩巷最低风速：341>60×0.15×S=9×9=81 m3/min 煤巷最低风速：350>60×0.25×S=15×6.0=90 m3/min 使用2BKJNO6.0/60 15KW×2供风的工作面。 岩巷最低风速：450>60×0.15×S=9×9=81 m3/min 煤巷最低风速：450>

44、60×0.25×S=15×9=135m3/min 使用2BKJNO6.0/37 18.5KW×2供风的工作面 岩巷最低风速：510>60×0.15×S=9×9=81 m3/min 煤巷最低风速：510>60×0.25×S=15×9=135 m3/min 使用2BKJNO6.3/60 30KW×2供风的工作面 岩巷最低风速：630>60×0.15×S=9×6=54 m3/min 煤巷最低风速：630>60×0.25×

45、;S=15×6=90 m3/min 3、硐室需要风量计算 东一压风机室供风100 m3/min，风速0.2m/s，温度22oC，沼气0%；西二压风机室供风60 m3/min，温度23oC，沼气0%；中部变电所供风120 m3/min，温度26oC，沼气0%；东一变电所供风60 m3/min，温度18oC，沼气0%；西二变电所供风60 m3/min，温度18oC，沼气0%；东三绞车室供风60 m3/min，温度18oC，沼气0%；东一绞车室供风80 m3/min，温度18oC，沼气0%；东三压风机室供风100 m3/min，风速0.2m/s，温度22oC；中部区火药库供风105 m3/

46、min，风速0.2m/s，温度22oC。 Q硐=Q东一压+Q西二压+Q中变+Q西二变+Q东一变+Q东三绞+Q东一绞+Q东三压+Q中火药库 =200+60+120+60+60+60+80+100+105 =745（m3/min） 4、其它用风地点（1）中部采区：25#层一台皮带道，巷道断面为8米2，该巷道无瓦斯涌出，故该巷道需风量为100 m3/min。（2）25#层绞车风窗，巷道无瓦斯涌出，配风量60 m3/min，回风流中温度20o，故该绞车需风量为60 m3/min。 （3）西二采区3#层一台皮带道，巷道断面8米2，无瓦斯涌出，需风量为120 m3/min。（4）西二采区25#层一台皮带道

47、，巷道断面积7.5米2，无瓦斯涌出，需风量为80 m3/min。 （5）西二采区24#层绞车风窗，无瓦斯涌出，配风风量40 m3/min时，回风温度21o。（6）西二采区装车站风窗，无瓦斯涌出，需风量60 m3/min，配风量60 m3/min时，回风温度21o。（7）东三采区-170溜煤眼，无瓦斯涌出，配风风量95 m3/min时，回风温度21o。 Q其=100+60+120+80+40+60+95=555 m3/min 则矿井总需风量： Q矿=（Q采+Q掘+Q硐+Q备+Q其它）·K（m3/min） =（2833+5692+745+875+555）×1.15 =10700

48、×1.15=12305（m3/min） 式中：Q采采煤工作面实际需要风量的总和； Q掘掘进工作面实际需要风量的总和； Q硐硐室实际需要风量的总和；Q备备用工作面实际需要风量的总和；Q其它矿井除了采、掘、硐室地点以外的其他巷道需风量的总和，m3/min； K矿井通风需风系数（抽出式K取1.15-1.20，压入式K1.25-1.30）。各用风地点需要风量表用风地点名称需要风量（m3/min）备注145综采队1068采煤140普采队497采煤准备队927采煤601350掘进603350掘进605630掘进607341掘进706450掘进803450掘进805450掘进806450掘进806

49、乙341掘进建井8队510掘进建井11队510掘进建井28队510掘进东一压风硐室100硐室西压风硐室60硐室中央变电硐室120硐室西二变电硐室60硐室东一变电硐室60硐室东三绞车硐室60硐室东一绞车硐室80硐室东三压风硐室100硐室中央火药库105硐室其它各用风地点555其它东三压风硐室100硐室中央火药库105硐室其它各用风地点7处555其它 三、矿井通风能力计算 本矿属高瓦斯矿井，采用公式二计算 1、方法一：总体核算法 公式（较适用于高瓦斯，突出矿井和有冲击地压的矿井） A= A=330×14766/0.0926×104×13.0×1.51 =48

50、72780/18177=268.0万吨/年 式中：Q进矿井总进风量，m3/min； 0.0926总回风巷按瓦斯不超0.75%为单位分钟的常数； q相瓦斯相对涌出量，m3/t； K综合系数，K=K产×K瓦×K备×K主扇=1.1×1.2×1.05×1.09=1.51。 2、方法二：由里向外核定通风能力，全矿现有二综一高，13个掘进工作面，9个硐室，矿井需要风量12305m3/min，矿井总入风量14766m3/min，矿井总入风量大于矿井需要风量，矿井通风能力，能够满足生产需要。 矿井3号煤层工作面厚度平均4米，4#煤层平均厚度1.0米。

51、 根据2007-2009年掘进煤量占回采煤量统计，掘进煤量占回采煤量10%。 由里向外计算矿井产量为： A= A3采+A4采+（A3采+A4采）×10%=10-4×L×t3煤×P3煤×n3煤+t4煤×P4煤×n4煤+（10-4×L×t3煤×P3煤×n3煤+L×t4煤×P4煤×n4煤）×10%=（10-4×240×891×6.1×2+120×1485×1.5×1）+（10-4&#

52、215;240×891×6.1×2+120×1485×1.5×1）×10%=266（万t/a） 式中：L工作面平均长，L3煤=240米，L4米=120米； t工作面年推进度； t3煤=330d×2.7m/d=891m； t4煤=330d×4.5m/d=1485m； P煤层生产能力； P3煤=6.1t/m2； P4煤=1.5t/m2； n回采工作面个数，n3煤=2个，n4煤=1个； A采i第i个回采工作面正常生产条件下的年产量，万t/a； A掘j第j个掘进工作面正常掘进条件下的年进尽换算成煤的产量，万t/a； 矿井通风能力核定采用两种方法，方法一是总体核算法，核定矿井通风能力268.0万吨/年，方法二是由里向外核算法，核定矿井通风能力为266万吨/年，经矿井通风能力验证综合考虑，确定本矿井核定通风能力为266万吨/年。四、矿井通风能力验证通风机性能、通风网络、用风地点的有效风量和矿井稀释瓦斯的能力进