龙东煤矿生产能力核定报告书

上海大屯能源股份有限公司龙东煤矿生产能力核定报告书大屯煤电（集团）公司二九年七月目目录录第一章第一章概概 述述.4.4第一节 核定工作的简要概述.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.4第四节 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.5.5第一节 自然属性.5第二节 矿井建设情况.9第三节 煤矿生产现状.9第三章第三章煤炭生产能力核查计算煤炭生产能力核查计算.12.12第一节 资源储量核查.12第二节 主井提升系统能力核定.16第三节 副井提升系统能力核定.17第四节 井下排水系统能力核定.20第五节 供电系统能力核定.22第六节 井下运输系统能力核定.25第七节 采掘工作面能力核定.31第八节 通风系统能力核定.36第九节 地面生产系统能力核定.54第十节 压风、灭尘、瓦斯抽排、通讯等系统核查情况.54第十一节 安全程度、监测、监控等核查情况.56第十二节 选煤厂生产能力核定.57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.63.63第二节 煤炭资源保障程度分析.65第三节 煤矿生产能力核定结果.65第五章第五章问题与建议问题与建议.66.66第一节 各生产系统（环节）存在的主要问题.66第二节 建议采取的整改措施.66附表：煤矿生产能力核定表附件：1、煤矿生产能力核定资质证书影印件2、采矿许可证复印件3、煤炭生产许可证复印件4、安全生产许可证复印件5、煤矿营业执照复印件6、核定生产能力合同书7、承诺书8、资源储量核实评审意见书9、生产系统（环节）变化的证明10、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、矿井通风系统图4、供电系统图5、今后三年的采煤工作面接续图第一章概 述第一节核定工作的简要概述核定的专业技术人员坚持科学、严谨的态度，严格按照核定办法的要求，认真检查该矿井上下对照图、采掘工程平面图、通风系统图、监测系统图、供电系统图、排水系统图、井下运输系统图和选煤流程图等相关图纸和各种资料。同时审查了该矿采矿许可证、安全生产许可证、煤炭生产许可证、工商营业执照等，“三证一照”齐全有效。核定专业技术人员通过现场调查、实地测定和收集相关资料和数据，并进行统计分析，合理、科学选择计算参数，对各主要生产环节进行认真地、如实地核定，保证核定结果的真实可靠、切合实际。按照煤矿生产能力核定要求和核定的必备条件，该矿各生产系统均能满足核定要求。第二节核定依据的主要法律、法规、规范和技术标准生产能力核定依据的主要法律、法规、规范和技术标准有：安全生产法、矿山安全法、煤炭法、矿产资源法、煤矿安全规程、国务院关于预防煤矿生产安全事故的特别规定、国务院关于促进煤炭工业健康发展的若干意见、煤矿生产能力管理办法、煤矿生产能力核定标准、煤炭工业矿井设计规范、煤炭工业选煤厂设计规范和煤炭工业计划与统计指标计算办法等。第三节核定主要系统环节及结果依据标准要求结合龙东煤矿生产实际情况，主要生产系统核定结果如下：一、主井提升系统生产能力核定为 145.0 万 t/a。二、副井提升系统生产能力为 250.0 万 t/a。三、排水系统生产能力核定为 267.7 万 t/a。四、供电系统生产能力核定为 162.5 万 t/a。五、井下运输系统生产能力核定为 178.2 万 t/a。六、采掘工作面生产能力核定为 132.6 万 t/a。七、通风系统生产能力核定为 140.6 万 t/a。八、选煤厂生产能力核定为 148.5 万 t/a。第四节最终确定的煤矿核定生产能力龙东煤矿提升、排水、供电、井下运输、采掘工作面、通风和选煤厂各环节生产能力中，最薄弱环节是采掘工作面生产能力，为 132.6 万 t/a，根据煤矿生产能力核定标准，最终核定该矿生产能力为 130 万 t/a。第二章煤矿基本概况第一节自然属性一、地理位置、企业性质、隶属关系、地形地貌、交通情况龙东煤矿地处苏鲁交界的微山湖畔，位于徐州市北偏西86km，南距沛县25km，位于江苏沛县龙固镇和杨屯镇，是一家国有股份制企业，隶属中国中煤集团公司上海大屯能源股份有限公司。本区属黄淮海冲积平原，地势平垣，微向东倾斜，地面标高+33.26+36.80m。主要河流有大沙河自南向北横穿井田，北有南阳湖，井田内灌溉沟渠交错；区内交通方便，公路畅通，北可达济宁，南至沛县、徐州，东至滕县。公司有徐（州）沛（县）自营铁路专用线，在沙塘站与陇海线接轨，其支线直达龙东煤矿。矿井北面的大沙河可通行机帆船，与京杭运河相通。二、井田位置、边界范围、拐点坐标、井田面积、相邻矿井边界关系龙东井田主井位置地理坐标为东径 1164807，北纬 345422；东南以 F1断层为界，与上海大屯能源股份公司姚桥矿相邻，南西南以孙氏店断层为界与徐州矿务集团三河尖矿相邻，西部以F张断层为界与徐州天能集团龙固矿接壤，北部以各煤层露头为界；井田范围共由28 个拐点圈定，各拐点坐标见表 2-1；井田走向长 13km，宽 13km，面积 24.95km2。表表 2-12-1井田边界拐点坐标井田边界拐点坐标点号X(m)Y(m)点号0638655003949192015-1龙 2738650403949044016龙 2638649853949000016-10738646403948900017龙 20386650039486780A08386670039486500B09386676039485350C10386724039484810D12386800039484760E13387005039486200F14386926539484675G14-13869020394842208814-2386854539483905891538682153948340090X(m)38678603867550386722038669353865755386525838648453864355386377038634353863135386281038632503864090Y(m)3948268039482240394815403948099039482010394827003948294539483885394855203948673539486305394865003948800039490000三、井田地质情况、构造、地层、含煤地层龙东井田处于滕鱼背斜的倾伏部位，表层为厚约195m 的第四系地层覆盖，为全掩盖式煤田。井田内褶曲构造较为发育，以龙固背斜为主，控制了井田内煤层的赋存状态，其褶曲幅度较大，致使轴部大范围的主采 7 煤层遭受剥蚀。次一级的褶曲构造有刘官屯向斜、小王庄背斜、张庙向斜、陶官屯向斜等。F2、F8断层把井田划分为三大块：F2以西为西翼采区，F2与 F8之间为中央采区，F8以东为东翼采区。断裂构造主要发育于东、西翼采区，而中央采区则相对简单，且基本为正断层。井田地层由老至新依次为震旦系、寒武系、奥陶系、石炭系、二迭系、侏罗白垩系、第三系及第四系地层。主要含煤地层为石炭系太原组及二迭系山西组地层。四、主要可采煤层情况、煤层赋存条件、煤层层数、厚度、资源储量、煤质、煤种龙东井田可采煤层为 3 层，分别是二迭系山西组的7 煤层、石炭系太原组的 17、21 煤层，煤层总厚7.10m，可采含煤系数为1.1%。其中，7 煤层和 21 煤层为主要可采煤层。7 煤层：两极厚度为2.78.6m，平均厚度5.16m，一般含一层夹矸，属结构简单、稳定型煤层；17 煤层：两极厚度为 01.21m，平均厚度0.67m，一般不含夹矸或偶含一层夹矸，属结构简单、局部可采不稳定型煤层；21 煤层：两极厚度为 0.242.20m，平均厚度 1.27m，一般含一层夹矸，属结构简单、大部可采较稳定型薄煤层。各煤层的资源储量、煤质及煤种见表 2-2。表 2-2资源储量、煤质及煤种资源储量、煤质及煤种煤质资源储量煤层煤种（万吨）灰份（%）硫份（Std%）发热量（Qb.ad）0.541.3621.5529.3074948.61015气煤0.9825.811.604.0427.4029.7417541.81025气肥煤2.7128.642.707.6925.6432.51213681.61025气肥煤3.7629.39五、水文地质概况、开采技术条件1、水文地质概况龙东井田范围内以粘土为主的第四系地层不整合于基岩之上，隔绝了地表水与基岩之间的水力联系。第四系底部发育有粘土层，使第四系底含水与基岩水进行交替非常缓慢，从而使本区成为一个补给不良、排泄不畅的封闭半封闭的水文地质单元。矿井水文地质条件为中等。井田范围内对煤层开采有影响的主要含水层有：第四系底部含水层、山西组砂岩裂隙水、太原组四灰及十二灰岩溶水、奥灰岩溶水。其中，对主采 7 煤层开采有影响的含水层为：第四系底部含水层、山西组砂岩裂隙水、太原组四灰岩溶水；对主采 21 煤层开采有影响的含水层为：第四系底部含水层、十二灰及奥灰岩溶水。2、开采技术条件水文地质条件矿井水文地质类型属水文地质条件中等的砂岩裂隙充水和岩溶裂隙充水矿床。现开采的 7 煤层设计最大涌水量为 646m3/h，正常涌水量为 296 m3/h；矿井精查地质报告中预计开采 7 煤层最大涌水量为 606 m3/h；矿井开采以来实际最大涌水量为 509.3 m3/h，2008 年正常涌水量为 127 m3/h。工程地质条件各主要可采煤层顶底板稳定性属中等稳定和稳定。环境地质条件瓦斯：根据龙东煤矿2008 年瓦斯等级鉴定结果，矿井瓦斯绝对涌出量0.018m3/min，矿井瓦斯相对涌出量 0.007m3/t，为低瓦斯矿井。煤尘爆炸性：7 煤层的挥发份一般在 38%左右，具有煤尘爆炸危险。煤层可燃性：7、17、21 煤层均具有自燃可能性。地温：属地温正常区，地温梯度每 100 米以 22.5递增。矿井地质条件龙东煤矿综合矿井地质条件分类为类。第二节矿井建设情况该矿 1980 年 11 月由江苏省煤矿设计院设计，经原煤炭部计划司审批立项后，煤炭第三建筑公司二十七工程处负责进行施工。该矿 1981 年 4 月 20 日开始建设，设计生产能力为 90 万吨/年，1987 年 11 月 20 日投产，1990 年达产。2006 年矿井核定生产能力核定为 120 万吨/年。第三节煤矿生产现状一、主要生产系统、采掘工艺、开拓方式和开采方法，水平和采区划分矿井采掘、提升、运输、通风、排水和供电等系统设备选型合理运行正常，采用综采（局部不适合综采技术的，采用综采放顶煤）回采工艺，巷道掘进采用综掘和炮掘。矿井开拓方式为立井盘区跨石门开采、开采方法为走向长壁分层跨落法，为-285m 单一水平开采，井田共划分为中央采区、东翼采区和西翼采区。二、通风方式矿井为中央边界式通风方式，抽出式通风方法，主井、副井进风，西风井回风。东西两翼、各采区、各采掘工作面具有各自独立的通风系统，并建立有完备的防火注浆系统、防尘洒水管路系统及安全监控系统。三、现主要生产煤层、采区、工作面情况该矿自投产以来，一直处开采 7 号煤层。目前，回采的工作面为中央采区东辅块段的 7142 下分层综采工作面，尚有回采煤量 58 万吨，其接续工作面为东一采区 7312-2 工作面，回采煤量约 15 万吨。西一扩区 7183 综放工作面，回采煤量约 26 万吨。四、近三年生产完成情况该矿近三年生产完成情况：2006 年原煤产量为 120 万吨；2007 年原煤产量为 120 万吨；2008 年原煤产量为 120 万吨。五、煤炭资源回收率情况该矿建成投产二十年来，累计生产原煤 2054.7 万吨，矿井实际损失 940.3万吨，实际采区损失 540.9 万吨，实际矿井回采率、采区回采率分别为 68.6%和 79.2%。其中，2008 年度实际矿井回采率、采区回采率分别为65.7%、77.7%，均超过煤炭开采回采率规定的要求和矿井设计回采率指标。该矿历年工作面、采区回采率汇总情况见表 2-3。表表 2-32-3历年工作面、采区回采率汇总表历年工作面、采区回采率汇总表单位：吨单位：吨年度198719881989199019911992199319941995199619971998199920002001工作面8653453216061879481007579254786453193750490870693494093963610727901070921112767911544191114901采出量掘进煤量1335625946344574321358376418345705048761484314823662458629996288467166713578504352639761181180792378728785875893171989775292988393367110478731049249107580711117811041396工作面损失量149157636983215252605773578510954505759652491721672518724263873505损失率0.801.081.130.270.660.670.621.210.540.632.322.024.603.696.59损失量251175111182087129449200547229980272215240007215107233971326423324434350732343503323444采区损失率20.308.4711.2713.2019.1720.3421.5920.2318.0319.2422.7222.5823.5522.5622.52动用储量回采煤量2002200320042005200620072008合计120132012118901074129792067870682951054922247110353510960127897798436838686158796216287064345534435696250717650131154404977851158783504222882699982439426266728448.149.563260293.108.674.623.37337970349058320314244447261158263446270269539478922.4723.1322.6522.4722.4822.2722.2520.861039087545301998952619316682备注：上表是以月报累加统计，由于月报累加统计在先，储量年报在后，两者之间有一定的误差，文字报告中采用储量年报数据。六、今后三年工作面的生产接续情况见表 2-4。表表 2-42-4后三年工作面的生产接续表后三年工作面的生产接续表队别工作面名称7142 下71837162-17314综7320采7144 下7120队7161-17141 下7163-17140 下小计采煤工艺走向综采综放综放综放综放综采综放综放综采综放综采3252457003001408804504301400600800工作面自然情况面长1751101709012016590150146115103年度可采储量2020651010492942704228385201020206510512010.01302011549293712010.0130201257042312010.0130采高2.65.54.02.65.02.64.44.82.64.62.5掘煤合计第三章煤炭生产能力核查计算第一节资源储量核查一、资源储量估算截止日期、选取的主要参数及工业指标、估算结果该矿可采煤层 3 层，其中，7、21 煤层为主要可采稳定型煤层，17 煤层为局部可采不稳定型煤层。7 煤层为气煤，以低灰煤为主（1015%），属低硫分煤（0.98%）；17 煤层为气肥煤（局部气肥），以低中灰煤为主（1025%），属中高硫煤（2.71%）；21 煤层为气肥煤，以低中灰煤为主（1025%），属高硫煤（3.76%）。主要可作为炼焦配煤和动力用煤。按井田范围内可采煤层最低可采厚度（0.7m）和资源储量块段划分原则，选取适当的储量估算参数及计算手段，在上述 3 层可采煤层 1：5000 底板等高线图上，采用地质储量块段法估算资源储量。计算公式：Q=SsecMD式中：Q块段储量（t）S块段平面积（m2）块段平均倾角。仅当15时换算成斜面积。M块段煤层平均真厚（m）D煤层容重（t/m3）。7、17 煤层容重为 1.35 t/m3，21 煤层容重为1.30t/m3。可采储量估算公式为：Q采=（Q工P）（1n）K式中：Q采可采储量 Q工工业储量 P永久煤柱储量 n地质及水文地质损失系数。7 煤层从历年开采统计数据地损系数取值为 13.2%，17、21 煤层由于没有开采，根据矿区周围矿井的资料地损系数取值为 10%。K设计采区回采率。按国家煤炭工业技术政策和矿井设计执行，7煤层为 75%，17、21 煤层为 85%。（由于龙东煤矿现正在掘进 21 号煤巷道，准备开采 21#煤层，所以估算其可采量）。截止 2008 年 12 月 31 日，根据上述估算方法，得出的估算结果见表 3-1。表表 3-13-1龙东矿资源储量龙东矿资源储量单位：万吨单位：万吨煤层工业储量可采储量累计采出量累计损失量累计探明储量73924.52294.92054.7940.37941.617506.3179.9004223.4213501.61925.700合计7932.44400.52054.7940.312165.0二、煤层赋存条件、资源储量发生变化的情况及原因说明1、煤层赋存条件龙东井田石炭二迭系含煤地层保留较为完整，平均厚度 624.36 米，含煤 19层，煤层厚度 12.33m，含煤系数 1.9%。其中，主要可采煤层为 7、21 煤层，局部可采煤层为 17 煤层，总厚为 7.1m，可采含煤系数 1.1%.7 煤层：赋存于二迭系山西组含煤地层中，为滨海三角洲相的含煤建造，厚约 102m，含煤二层（6 煤层、7 煤层），累厚为 5.46m，含煤系数 5.4%。6 煤层发育不好，厚度小，仅有少数几个钻孔见到；7 煤层为全区稳定，主要可采厚煤层，两极厚度为 2.78.6m，主要集中在 4.55.5m 之间，平均厚 5.16m。局部含一层夹矸，分布于煤层的中下部，一般为泥岩、砂质泥岩及粉砂岩。17、21 煤：赋存于石炭系太原组含煤地层中，该组地层为海陆交互相沉积，沉积时较大范围内地势平坦，因升降频繁，具有煤层层数多、层位稳定、分布广、厚度小的特点。本组厚度约 165m，含煤 16 层，煤层平均厚约 6.4m，含煤系数为 3.9%。其中，17 煤层有冲刷沉缺现象，为不稳定局部可采薄煤层，两极厚度为 01.21m，主要集中在 0.50.7m 之间，平均厚 0.67m，小于最低可采厚度 0.7m；21 煤层为全区稳定主要可采薄煤层，两极厚度为0.242.20m，主要集中在 1.11.5m 之间，平均厚度 1.27m，一般含一层泥岩夹矸。2、资源储量发生变化情况及原因该矿设计能利用储量为 14001.75 万吨，可采储量为 6519.94 万吨。经过二十余年的回采，截止 2008 年末，保有能利用储量为 7932.4 万吨，可采储量为4400.5 万吨。保有能利用储量减少6069.35 万吨，其减少量除历年来矿井采出量 2054.7 万吨和矿井损失量 940.3 万吨以外，减少的主要原因有：1996 年重新修编矿井地质报告时，由于采勘对比、井界变动、转出等原因，减少量为 2726.1 万吨；2000 年末西辅块段提高开采上限储量转入增加 315.4 万吨；2001 年末依据当时西二三维物探资料重新修编西二采区底板等高线图，该部分储量一部分被认为是天然焦，另一部分转出以及构造的影响，使得该区储量减少 375.2 万吨；2007 年西扩补勘成果资料分析，该区浅部尖角区域为一宽缓向斜构造，7煤层赋存变浅且其露头位置有变动，减少储量 20.8 万吨；2008 年东二采区地面三维地震勘探成果资料分析统计，该区储量增加96.3 万吨；采勘对比及重算等其它原因储量增加363.95 万吨。三、资源储量核查结果该矿自投产以来，一直在山西组7 煤层中开采，太原组 17、21 煤层至今未动用。1、按原分类储量核查结果截止 2008 年 12 月 31 日，全矿井煤炭资源储量总计为9172.0 万吨，其中，保有能利用储量 7932.4 万吨（A+B 级储量为 5242.1 万吨，C 级储量为 2690.3万吨）；可采储量为 4400.5 万吨；暂不能利用储量为 1239.6 万吨。见表 3-2。表表 3-23-2按原分类资源储量核查表按原分类资源储量核查表单位：万吨单位：万吨煤层编号71721合计能利用储量A 级0A+B 级123.3C 级383.0D 级合计0000506.31949.02809.01115.51707.42309.81191.83656.45242.12690.3可采储量179.93924.52294.93501.61925.77932.44400.5暂不能利用储量1024.135.5180.01239.62、按新分类储量核查结果按资源储量新分类套改对照规则，截止2008 年 12 月 31 日，全矿井煤炭资源储量总计为 9172.0 万吨。其中，探明的（可研）经济基础储量（111b）为4430.8万吨；控制的次边际经济资源量（2S22）为1059.6万吨；资源量（333）为3681.6万吨。见表 3-3。表表 3-33-3按新分类资源储量核查表按新分类资源储量核查表单位：万吨单位：万吨资源储量类型编码基础储量111b资源量2S22资源量3337 煤3924.51024.117 煤506.335.521 煤3681.6合计4430.81059.63681.6第二节主井提升系统能力核定一、概况该矿主井井筒深度 380m，井筒直径 5m，井底设有缓冲煤仓。（一）主井提升方式单绳缠绕式提升，装备一对 9t 箕斗。（二）主要技术参数该矿主井提升机为 2JK3.5/20 型单绳缠绕式，装备一对 9t 箕斗，主电机型号为 YR630-10，功率 1000kW。提升系统有防止过卷保护装置、防止过速保护装置、过负荷欠电压保护装置、限速保护装置、深度指示器失效保护装置、松绳保护装置、满仓保护装置、闸间隙保护装置、减速功能保护装置。安全回路采用了由 PLC 控制的相互独立的双线形式，提升系统实现工况在线监测。各类保护装置和安全设施符合煤矿安全规程第 427、433 条的规定。该矿井底设有缓冲煤仓，1999 年系统改造实现提升系统自动化运行，2003年 10 月进行了绞车技术改造，目前循环时间为100 秒。提升机最大提升速度为5.42m/s，符合 煤矿安全规程 第 425 条的规定。主提升绳采用英国产 6（28）-41 型钢丝绳，有钢丝绳检验报告，安全系数满足煤矿安全规程第 401、402条的规定。液压制动系统为TE186A 型，具有二级制动功能，实测制动力矩与实际提升最大静载荷旋转力矩之比大于 3，满足 煤矿安全规程 第 432 条的规定，制动闸间隙、空动时间符合规程要求。提升机建立了完整的技术档案，各种运行、维护、检查、事故记录完备，每日强制性检查和维护时间2 小时。（三）提升设备检验时间和结论2008 年 12 月由国家安全生产徐州劳动防护用品检测检验中心对该提升机的安全性能进行了检验，检验结论为所检安全项目符合AQ 1015-2005 煤矿在用缠绕式提升机系统安全检测检验规范的要求，判该提升机合格。二、计算过程及结果1、公式选择。由于提升方式为立井提升，所以选用公式如下：3600btPmkA=410 k1k2T2、计算参数选取依据说明。B年工作日，330d；T18h（该提升机滚筒直径为 2m 以上，又是数控自动化运行系统，故取 18h）；Pm9t；k取 1（立井提升取 1.0）；k1取 1.1（有井底煤仓取 1.1）；k2取 1.2（提升设备能力富裕系数 1.11.2）；T90+10=100s(提升一次循环时间)。3、计算结果。3600btPmkA=104k1k2T36003301891=4=145（万 t/a）10 1.11.2100由上计算，矿主井提升核定能力为 145 万 t/a。第三节副井提升系统能力核定一、概况该矿副井为立井提升，井筒直径6.5m，提升高度326m，装备一台JKM2.84()型塔式多绳摩擦式提升机，一对 1t 双车单层罐笼。2005 年 5 月，该矿对副井绞车进行了技术改造。改造后的副井提升电控：主电机型号YR500-6，功率630kW；提升系统有防止过卷保护装置、防止过速保护装置、过负荷欠电压保护装置、限速保护装置、深度指示器失效保护装置、闸间隙保护装置、减速功能保护装置；安全回路采用了由 PLC 控制的相互独立的双线形式，提升系统实现了工况在线监测。各类保护装置和安全设施符合煤矿安全规程第 427、433条的规定。提升机最大提升速度为 8.02m/s，符合煤矿安全规程第 424 条的规定。主提升绳采用英国产 6（22）-28 型钢丝绳。有钢丝绳检验报告，安全系数满足煤矿安全规程第401、402、403 条的规定。液压制动系统为 TK083DG 型，具有二级制动功能，实测制动力矩与实际提升最大静载荷旋转力矩之比大于3，满足煤矿安全规程第 432 条的规定，制动闸间隙、空动时间符合规程要求。提升机建立了完整的技术档案，各种运行、维护、检查、事故记录完备，每日强制性检查和维护时间 2 小时。（一）副井提升方式和提升任务。1、副井提升方式：立井，塔式多绳摩擦提升。2、提升任务：提矸、下料，升降人员。（二）提升机主要技术参数。1、绞车型号：JKM-2.84()。2、卷筒直径：2800mm。3、提升最大速度：8.02m/s。4、电机功率：630kW。5、提升容器：1 吨双车单层罐笼。（三）主要提升设备的检验时间和结论。2008 年 12 月由国家安全生产徐州劳动防护用品检测检验中心对该提升机的安全性能进行了检验。检验结论为所检安全项目符合AQ 1014-2005 煤矿在用摩擦式提升机系统安全检测检验规范的要求，判该提升机合格。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按每年工作 330d，三班作业，班最大提升时间 5h 计算。53600-TR-DTQA=3303RM104(TG+TC)PGPC2、计算参数的选取依据及说明。TR每班上下人总时间：4529s。其中：下井时间：3760=2220s；（根据现场实测时间）因本矿为综采，升降工人时间：22201.7=3774s；管理人员上、下井时间：377420%=755s；每班上下人总时间：3774+755=4529s；D每班下其他材料次数，取 9 次（2008 年副井下其他材料为 9322 次，9322D=9.4）；3303TQ下其它材料一次循环时间 242s；R出矸率。2008 年提升矸石 54358 车，原煤产量 120 万 t，则：543581.8R=100%=8.1%120104实际出矸率为 8.1%，故取 8.1%；PG每次提矸石重量：21.8=3.6t；M吨煤用材料比重。2008 年提升各类材料 24383 车，原煤产量 120 万 t，则；243831.5M=100%=3.05%120104PC每次提升材料重量：21.5=3t（取提升各类材料每车平均重量为 1.5t）。TC每次提升材料循环时间：137s。3、计算结果。53600-TR-DTQA=3303RM104(TG+TC)PGPC53600-4529-9242=3303=250(万 t/a)0.0811370.0305137104(+)3.634、核定结果矿副井提升核定能力为 250 万 t/a，与 2006 年核定的 245.1 万 t/a 相比核定能力提高。主要原因一是实际出矸率由 2005 年的 8.45%降低到 2008 年的8.1%，二是吨煤用材料比重由 2005 年的 3.16%降低到 2008 年的 3.05%。第四节井下排水系统能力核定一、概况（一）该矿-285m 水平中央泵房安装离心式水泵 5 台，型号为 MD450-606，2 台工作，2 台备用，1 台检修。副井井筒敷设3 趟排水管；一趟48012；两趟3259；排水高度约 360m。2008 年水泵测定流量 1#：436m3/h、2#：450 m3/h、3#：419 m3/h、4#：439 m3/h、5#：420 m3/h，5 台泵平均排水量为 432m3/h，矿井设主、副水仓，水仓总容量为 9283m3，其中：内水仓容量 2311m3；中水仓容量2869 m3；外水仓容量 4103 m3。（二）矿井设计时地质报告提供的正常涌水量为296m3/h，最大涌水量为646m3/h。2008 年矿井实际正常涌水量 127m3/h，历史实际最大涌水量 509.3m3/h。(三)安全检验2008年12月由国家安全生产徐州劳动防护用品检测检验中心对主排水泵进行安全检验，检验结论为所检安全项目符合AQ 1012-2005煤矿在用主排水系统安全检测检验规范的要求，判水泵合格。二、计算过程及结果1、校验水泵能否在 20h 排出 24h 的正常涌水和最大涌水量。取矿井设计时地质报告提供的正常涌水量 Qn=296m3/h 和最大涌水量Qm=646m3/h 作为能力核定的计算依据。正常涌水时，2 台泵工作，20h 排水量：243220=17280（m3）；正常涌水时，24h 的涌水量为：29624=7104（m3）17280（m3）；2 台工作水泵加 2 台备用水泵的排水能力：443220=34560（m3）；最大涌水时，24h 的涌水量为：64624=15504（m3）34560（m3）。以上计算说明，2 台水泵及 2 趟管路工作，20h 能排出矿井 24h 的正常涌水量，工作水泵加备用水泵 20h 能排出矿井 24h 的最大涌水量，符合煤矿安全规程要求。2、水仓容积校验。由于矿井正常涌水量 296 m3/h2368（m3），满足煤矿安全规程要求。3、正常涌水时水泵排水能力计算。20Bn20864An=3304=3304=292.4(万 t/a)10 Pn10 1.95式中：Bn2 台工作水泵的排水能力，Bn=2432=864 m3/h；Pn上年度日产吨煤所需排出的正常涌水量。Qn2433029624330Pn=1.95(m3/t)4412010120104、最大涌水时水泵排水能力计算20Bm201728Am=3304=3304=267.7(万 t/a)10 Pm10 4.26式中：Bm4 台工作水泵的排水能力，Bm=4432=1728 m3/h；Pm上年度日产吨煤所需排出的最大涌水量。Qm2433064624330Pm=4.26（m3/t）4=412010120105、计算结果。通过以上校验和计算，本矿排水系统符合规程要求。取计算结果的较小值，确定矿井排水系统核定能力为 267.7 万 t/a，与 2006 年核定的 215.5 万 t/a 相比，矿井排水系统核定能力增大的主要原因：5 台水泵于 2006 年进行了更新改造，水泵排水效率大大提高，水泵平均排水量由 2005 年的 422 m3/h 增加为 2008年的 432 m3/h。第五节供电系统能力核定一、概况1、龙东煤矿设地面 35kV 变电所一座，304、309 双回路独立电源引自大屯发电厂 35kV 两段母线，两回路电源线路均为 LGJ-185 架空线路，每回路线长14.5km.。2、矿井 35kV 变电所安装 2 台主变压器，1#主变型号为：SZ9-8000/35，2#主变型号为：SFZ9-8000/35，两台主变同时分列运行，矿井供电系统合理，设备及设施保护装置齐全完善，技术性能符合规定，系统运行正常，供电系统技术档案齐全，各种运行维护检查事故记录完备，管理维护制度健全。设备装机容量30040kW，设备运行容量26647kW。2008年全矿实际用电最大负荷为7000kW，井下最大涌水时的用电负荷 4935kW，全年用电量为2806.4102kWh，生产原煤120 万 t。3、供电电缆。向井下供电电缆是从地面 35kV 变电所引出 3 根 PVC3/6KV 3120 mm2铜芯电缆，每根长 570m。二、计算过程及结果（一）电源线路安全载流量及压降校核。1、安全载流量校核。7000全矿计算电流I=128（A）3350.9线路 LGJ-185 允许载流量：环境温度 25时为 515A(查表),考虑环境温度40时温度校正系数 0.81,则：Ix=5150.81=417(A)。Ix=417AI=128A2、线路压降校验。LGJ-185 架空线单位 负荷矩时电压损 失百分数：当 cos=0.9 时为0.0297%/MWkm(查表)。则电源线路压降为：U1%=714.50.0297%=3%Ij=559 A2、电缆电压降校核。PVC-3/6KV 3120 mm2电缆单位负荷矩时电压损失百分数：当 cos=0.85 时,为 0.6%/MWkm(查表)。则每根电缆线路电压降为：U%=（4.9350.570.6%）/3=0.56%5%其中井下负荷为 4.935MW，线路长度 0.57km。由上校验可知井下电缆安全载流量及电压降均符合要求，当一回路电缆故障时，其他电缆能保证井下全部负荷用电。（三）按电源和变压器分别计算矿井供电系统能力。1、电源线路能力计算。P11610A=33016=33016=262(万 t/a)44 10 W 10 23.39式中 P 为线路供电容量，W 为上年度综合耗电，分别计算如下。当线路允许载流量为 417A 时，P=3 417350.9=22750 kW当线路压降为 5%时，5%P=11.6(MW)=11610 kW 0.0297%14.5则线路合理，允许供电容量取 11610 kW。2806.4102W=23.39（kWh/t）1202、主变压器能力计算。S80000.9A=33016=330164=162.53(万 t/a)104W 10 23.39式中：S变压器容量，8000kVA；矿井功率因数，取 0.9；W为上年度吨煤综合耗电，23.39kWh/t。（四）计算结果。根据以上计算校验，电源线路供电能力为 262 万 t/a，变压器供电能力为162.53 万 t/a。根据线路及变压器的能力计算，取其较小值，矿井供电系统能力为 162 万 t/a。与 2006 年的矿井供电系统能力为 155.6 万 t/a 相比有所提高；主要原因为吨煤综合电耗由2005 年的 24.42 kWh/t 下降至2008 年的23.39kWh/t。第六节井下运输系统能力核定一、概况1、井下煤流系统龙东矿为单一水平东翼一个综采工作面开采，煤炭的运输采用带式输送机运输，井下煤流运输系统为：各采区顺槽皮带机、采区煤仓、集中巷皮带机、大巷皮带机、大巷 1 号皮带机、主井煤仓，煤仓下装载皮带自动定量秤重后给入箕斗提升。目前在西辅采区回采，西辅采区煤流系统为：采区顺槽皮带机、3 号煤仓（漏斗）、3 号皮带、3 号煤仓、2 号皮带、2 号煤仓、1 号皮带、主井煤仓。2、设备情况（1）东大巷现安装 8 部皮带机。其中 1 号、7 号皮带机为山东枣庄金源机械设备公司制造，皮带机型号为STJ150，运输能力为 630 吨/小时；2 号皮带机为大屯公司拓特机械厂制造，皮带机型号为 STJ320，运输能力为 800 吨/小时；5 号皮带机为徐州矿山机械厂制造，皮带机型号为SDJ150，运输能力为 630 吨/小时；9 号皮带机为徐州矿山机械厂制造，皮带机型号为SD80，运输能力为 400 吨/小时；11 号、12 号皮带机为华东机械厂制造，皮带机型号为SDJ150，运输能力为630 吨/小时；西辅石门3 号皮带机为徐州矿山机械厂制造，皮带机型号为 SDJ150，运输能力为 630 吨/小时。（2）西大巷安装 4 条皮带，西一皮带机为大屯公司拓特机械厂制造，皮带机型号为 DSJ800/1601，运输能力为 530 吨/小时；西二皮带机为大屯公司拓特机械厂制造，皮带机型号为 DSJ800/1602，运输能力为 530 吨/小时；西三皮带机为大屯公司拓特机械厂制造，皮带机型号为 DSJ1000/1601，运输能力为 530 吨/小时；西四皮带机（斜巷）为大屯公司拓特机械厂制造，皮带机型号为 DX1000/2503，运输能力为 530 吨/小时。(3)各煤仓下均装有 K3 给煤机，给煤机最大输送能力为 330t/h.综上分析，井下运输系统中最小环节设备能力为煤仓下口给煤机的给料能力。3、皮带保护各皮带机头皮带保护配置齐全有效，烟雾、温差探头每隔15 天拿回地面进行可靠性校准试验一次;每天大班电工分别对各皮带机头综合保护装置进行全面检查试验一次；每小班司机对在用皮带机头堆煤保护进行一次可靠性有效试验。4、消防设施及皮带安全使用皮带机头或机尾设备硐室均设置不少于两个灭火器、一个容积不小于0.2m3的砂箱，皮带巷中间每隔 50 米设一消防水阀，配备长度不小于 20 米的消防水管；井下胶带输送机均采用了阻燃皮带，皮带机包胶滚筒、非金属托辊经阻燃试验合格；所有液力偶合器均使用水介质；所有皮带机头前后20 米巷道均采用阻燃性材料支护。二、运输能力核定计算过程及结果现对其煤流系统设备能力分别进行核定。西辅采区工作面：顺槽皮带长度约 1000 米,角度 0-3 度,采用 SSJ-150 带式输送机,带速 2.5m/s,输送能力 630t/h。集中巷皮带与大巷皮带输送能力相同，均为630t/h，平巷运输。目前大巷煤流系统皮带共计 12 部。其中，大巷 1 号皮带机为终端受煤皮带，该皮带实际输送量由储煤仓下口 K3 给煤机输送能力决定的，因此，煤流运输系统中最小环节设备能力应为 330t/h，为矿井运输能力的最簿弱环节，所以，取井下大巷 1 号皮带给煤机的运输能力作为核定运输能力的依据。1、按带式输送机参数核定运输能力：计算如下A=（330kB2vrCt）/（104k1）=（33043512.510.9118）/(100001.1)=528.5（万 t/a）2、1 号皮带机按原设计能力计算公式为：A=（330tQ1）/(104k1)=（33018630）/（1.1104）=340.2（万 t/a）3、煤仓下 K3 型给煤机给料能力为 330t/h,年输送能力计算为:A=（330tQ2）/(104k1)=(33018330)/(1.110000)=178.2（万 t/a）4、计算参数的选取依据说明式中：A年运输量，（万 t/a）Q1输送机小时输送能力，t/h;(A1=630)Q2给煤机小时输送能力，t/h;(A1=330)K输送机负载断面系数。（因物料堆积角为 30，带宽为 1 米，故取435）；B带宽，1m；V带速，2.5m/s；(2008 年对皮带机头驱动装置进行技术改造，带速由原来 1.9 米/秒提高到 2.5 米/秒)r松散煤堆容积重，取值范围在 0.850.9（因机架水平 30槽型运输，故取 0.9t/m3）；C输送机倾角系数：08；其取值范围在 10.97（大巷水平无倾角故取 C1）t日提升时间(因输送机由地面集控并有主井煤仓，故取18h)；K1运输不均匀系数，取值范围在 1.11.2。当井下有缓冲煤仓时取值 1.1，无煤仓取值 1.2；（因有缓冲煤仓，故取 1.1）；综合以上计算结果分析得知，井下大巷皮带机运输能力核定为 178.2 万t/a。三、辅助运输系统1、大巷辅助运输该矿大巷辅助运输为轨道运输，在井下大巷采用架线式电机车运输，电机车型号为 ZK10-6/550，在籍 6 台，使用 3 台；石门采用蓄电池电机车运输，电机车型号分别为 CDXT-8 和 CDXT-5，5 吨电机车在籍 4 台，使用2 台，八吨电机车在籍 5 台，使用 4 台；地面采用蓄电池电机车运输，电机车型号为 CDXT-8，在籍 4 台，使用 2 台。2、采区运输采区以小绞车运输为主，其型号和使用数量分别为JY-4 绞车 3 台（分别使用于西一扩区下山、东一轨道下山、西一皮带下山）；JD40 绞车 1 台西辅集中上山；JD-25 绞车 15 台和 JD-11.4 绞车 18 台；采区采用四部无极绳连续牵引车（分别用于 7142 两道，西辅集中运输巷、西一 7162）；西一采区轨道下山采用一台 JTY2.5/2.3B 液压绞车运输。3、运输车辆运输车辆采用 609 辆 MGC1.1-6 型 1 吨矿车和 37 辆 1 吨材料车，30 辆 3 吨材料车。4、运输轨道井下主要运输巷道轨道全部为 30 kg/m 钢轨；石门采用 24kg/m 钢轨；西一轨道下山采用 30kg/m 钢轨；地面主运输系统采用 30kg/m 钢轨；采区运输支架的轨道全部采用 24kg/m 钢轨；其它采用 15kg/m 钢轨。轨道质量符合煤矿窄轨铁道维修质量标准及检查评级办法的要求。5、井下人员运输井下运送人员：大巷采用RP12/6 平巷人车运送人员；西一采区下山及西辅采用三部架空乘人装置（猴车）运送人员。6、大巷架线大巷架线采用断面 100 平方毫米的铜电车线。7、运输保护装置斜巷保护装置：小斜巷上平车场采用一套自动复位阻车器和一道挡车栏，变坡点下略大于一列车长度处采用一道挡车栏，该档车栏与上平车场的挡车栏联动，根据斜巷长度在其下部安装 1 套或多套跑车防护装置，除跑车防护装置不需操作外，其他挡车装置均为手动操作；西一轨道下山上口安装了 1 套自动复位阻车器和 1 套挡车栏，整个斜巷安装了 3 道挡车栏，该挡车栏与绞车联动，即当绞车钩头接近挡车栏时挡车栏打开，平时关闭，并实现了反向迫开功能，在各甩道口分别安装了手动挡车栏。平巷行车保护：大巷电机车运输采用“信、集、闭”系统进行监控。架线电机车全部使用逆变电源，各种机车配备了红尾灯，井下所有弯道配备了弯道报警装置，人车停车点设置了分段开关及自动停送电开关、大巷电机车运输通信采用漏泄通信系统。副井上、下口信号及操车系统和西一轨道下山信号采用可编程控制器控制，严格按照煤矿安全规程的规定实现全部闭锁。整个系统使用的设备符合 煤矿安全规程 的规定，所有设备均有“MA”标志。该矿的辅助运输系统能够满足生产需要。第七节采掘工作面能力核定一、概况1、现主要生产采区及接续采区情况该矿主采采区为中央采区的西辅采区，可采煤层为山西组7#煤层，煤层赋存稳定，煤层厚度 5.05.50 m，平均煤厚 5.18 m，煤层倾角 25/3。煤层老顶厚度 3.6012.65 m，直接顶厚度1.657.38 m，伪顶厚度0.13.70 m；煤层直接底厚度 6.757.78 m，老底厚度平均 12.88 m。矿井瓦斯等级定级为低瓦斯矿井。煤尘有爆炸性危险，7 煤有自然发火的倾向，发火期一般为 36 个月。该矿前三年主要回采采区为中央采区的西辅采区、北辅块段和东翼采区，今后三年内主要回采采区为中央采区的西辅采区、西翼采区的西部扩区。西部扩区的地质情况从采区内的开拓、准备、回采巷道施工中可看出，整个西一采区地质构造相对简单。2、采掘队个数及生产地点的接续安排该矿有一个综采队、一个试采队、五个掘进队（两个煤巷炮掘、两个岩巷炮掘、一个煤巷综掘）、一个安装队。3、主要采煤方法目前采用的采煤方法为单一走向长壁后退式采煤法。4、采煤工艺及采掘机械化装备该矿目前采用综全机械化采煤工艺。表表 3-43-4综采采煤工艺及设备配置表综采采煤工艺及设备配置表设备名称采煤机刮板运输机转载机液压支架乳化泵站胶带运输机连续牵引绞车型号MGTY250/600SGZ-764/630SZZ-764/160ZY5200/16/33WRB200/35DSP-1080JWB-8/1.27表表 3-53-5掘进设备配置表掘进设备配置表综掘机械设备名称掘进机转载机胶带输送机锚杆机绞车型号EBZ-160QZP-160SDJ-150MQT-85JD-25JD-11.4设备名称耙装机喷浆机风钻通风机绞车普掘机械型号P-60B、P-30BZP-VZMS60FS-11、FS-28JD-11.4、JD-25 JD-40、JD-55主要技术参数功率 600KW功率 630KW、生产能力 1000t/h功率 160KW、生产能力 1000t/h支护高度 1.63.3 米、工作阻力 5200kN、支护强度 0.6350.682MPa工作压力 30MPa、流量 200l/min生产能力 800t/h容绳量 1200m、额定牵引力 80kN5、单产单进目前该矿的单产水平平均约 9.45 万吨/个/月，掘进进尺岩巷队为 96 米/个/月，煤巷队为 233 米/个/月（炮掘），综掘为 420 米/个/月。二、计算过程及结果该矿前三年原煤产量均为 120 万吨，累计为 360 万吨。同时由于自 2007年开始，综采工作面的采煤机由 MGTY250/600 型更换为 MG475，并且在两道使用端头支架和超前液压支架，煤机功率加大，破煤(矸)能力提高，端头出口处理速度提高，工作面推进速度加快，每天循环数量增加，提高工作面生产能力。因此按采用新工艺、新设备方法进行工作面生产能力核定。表表 3-63-6采煤机主要参数对比表采煤机主要参数对比表型号功率（KW）牵 引 速 度（m/min）采煤机参数MGTY250/60060007.712.8MG4754750-7.21、计算的选择及参数的选取以该矿后三年采煤和掘进工作面生产接续实际指标作为计算参数的基本依据。工作面平均长度、平均采高、平均推进度见表37。表表 3-73-7龙东矿后三年接续采煤工作面参数表龙东矿后三年接续采煤工作面参数表储量日正规循环长度面长采出面积工作面工艺(米)(米)(万2循环数进度量(米)吨)(个)(米)7142（下）7144（下）7141（下）7140（下）综采合计7183综采325综采880综采1400综采872692综放2457162-1综放7007314综放3007320综放1407120综放5507161-1综放5807163-1综放600综放合计3115矿井合计175165146103589150170901209015011588520.45071.43144.823.576.511.811.834.149.450.6257.6204970314220651010294242218568751452002044008961415436367501190002700016800495008700069000405050111012121061010108100.60.60.60.60.60.60.60.60.60.60.6平均平均日采高推进度(米)(米)2.586.685.425.34580714743608204862、计算结果（1）、采煤工作面能力分别对两种回采工艺的能力进行计算，计算结果分别如下：1）综采工作面年平均生产能力为 AC110-4.l.h.r.b.n.N.c.a (万 t/a)式中：AC采煤工作面年生产能力，万 t/a；l采煤工作面平均长度。工作面平均长度后三年各采煤工作面面积之和/后三年各采煤工作面走向长度之和，L=4154362692=154m；h采煤工作面煤层平均采高。平均采高后三年各采煤工作面可采储量之和/（后三年各采煤工作面可采面积之和原煤视密度回采率）；h=（144.810000）(4154361.380.98)=2.58m r原煤视密度,t/m3。取 1.38；b采煤工作面平均日推进度,m/d。平均日推进度（各工作面日正规循环数各工作面长度/工作面长度之和）循环进度;b=（11175+10165+12146+12103）5890.6=6.68m n年工作日数，天,取 330；N正规循环作业系数，。取 90；c采煤工作面回采率，。取 98；a采煤工作面平均个数，个。为 142/(142+218)0.39 个；AC110-41542.581.386.683300.900.980.3