生产能力核定报告书煤炭科学研究总院二○一○年三月 煤炭科学研究总院 内蒙古 XX 集团公司 XX 煤矿生产能力核定报告书目 录前 言 ......................................................11 概述 ..................
XXXXXXXXXXXXXX 生产能力核定报告书 中国煤炭工业协会咨询中心 二〇一三年十一月 XXXXXXXXXXXXXX 生产能力核定报告书 核定资质单位负责人（签字） ： 核定资质单位项目负责人（签字） ： 中国煤炭工业协会咨询中心 二〇一三年十一月 XXXXXXXXXXXXXX 生产能力核定及 报告编制人员 序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 姓 名 单位及职务 专 业 职 称 目 录 第一章 概 述 ................................................................................. 1 第一节 工作背景............................................................................... 1 第二节 工作简要过程 ....................................................................... 1 第三节 核定原则、依据、方法及核定结果 ..................................... 2 一、核定原则.............................................................................. 2 二、核定依据.............................................................................. 2 三、核定方法.............................................................................. 3 四、核定结果.............................................................................. 3 第二章 煤矿基本概况 ...................................................................... 5 第一节 矿区概况............................................................................... 5 一、交通位置.............................................................................. 5 二、地形地貌.............................................................................. 6 三、地表水系.............................................................................. 6 四、气象及地震 .......................................................................... 6 第二节 外部条件............................................................................... 7 一、运输条件.............................................................................. 7 二、水源条件.............................................................................. 8 三、电源条件.............................................................................. 8 四、通讯条件.............................................................................. 9 第三节 资源条件............................................................................... 9 一、地质特征.............................................................................. 9 二、地质构造.............................................................................11 三、煤层 ................................................................................... 12 四、煤质 ................................................................................... 13 五、水文地质............................................................................ 15 六、工程地质............................................................................ 18 七、其它开采技术条件............................................................. 19 八、资源储量............................................................................ 19 第四节 矿井生产现状 ..................................................................... 22 一、设计能力............................................................................ 22 二、开拓方式............................................................................ 22 三、开采水平............................................................................ 22 四、采区划分............................................................................ 23 五、采掘比例............................................................................ 23 六、采煤工艺及装备................................................................. 23 七、单产、单进 ........................................................................ 24 八、安 全................................................................................ 24 第三章 核定前提条件 .................................................................... 25 I 第一节 核定依据............................................................................. 25 第二节 核定条件............................................................................. 25 第三节 资源储量核查....................................................................... 27 第四章 矿井生产能力核查计算 ..................................................... 29 第一节 主井提升系统能力核定 ...................................................... 29 一、系统描述............................................................................ 29 二、必备条件............................................................................ 29 三、参数确定............................................................................ 29 四、计算结果............................................................................ 31 第二节 副井提升系统能力核定 ...................................................... 31 一、系统描述............................................................................ 31 二、必备条件............................................................................ 31 三、参数确定............................................................................ 31 四、计算结果............................................................................ 33 第三节 井下排水系统能力核定 ...................................................... 33 一、系统描述............................................................................ 33 二、必备条件............................................................................ 34 三、参数确定............................................................................ 34 四、计算结果............................................................................ 36 第四节 供电系统能力核定.............................................................. 40 一、系统描述............................................................................ 40 二、必备条件............................................................................ 41 三、参数确定............................................................................ 41 四、计算结果............................................................................ 49 第五节 井下运输系统能力核定 ...................................................... 50 一、系统描述............................................................................ 50 二、必备条件............................................................................ 51 三、参数确定............................................................................ 51 四、计算结果............................................................................ 52 第六节 采掘工作面能力核定.......................................................... 53 一、系统描述............................................................................ 53 二、必备条件............................................................................ 54 三、参数确定............................................................................ 55 四、计算结果............................................................................ 59 第七节 通风系统能力核定.............................................................. 60 一、系统描述............................................................................ 60 二、必备条件............................................................................ 61 三、参数确定............................................................................ 61 四、计算结果............................................................................ 69 第八节 地面生产系统能力核定 ...................................................... 76 一、系统描述............................................................................ 76 二、必备条件............................................................................ 77 II 三、参数确定............................................................................ 77 四、计算结果............................................................................ 78 第九节 其它非核定系统核查.......................................................... 79 一、安全监控系统 .................................................................... 79 二、压风系统............................................................................ 79 三、防灭火系统 ........................................................................ 79 四、防尘系统............................................................................ 80 第五章 矿井生产能力核定结果 ..................................................... 81 第一节 各环节能力核定结果分析 .................................................. 81 第二节 煤矿生产能力核定结果 ...................................................... 81 第六章 结论与建议........................................................................ 82 第一节 结 论 ................................................................................. 82 第二节 建 议 ................................................................................. 83 附件：1.委托函 2.承诺书 3.XXXX 采矿许可证 4.XXXX 安全生产许可证 5.XXXX 煤炭生产许可证 6.XXXX 营业执照 7.矿长安全资格证 8.矿长资格证 9.2012 年末生产矿井各类资源储量情况及套改表 10.总工程师业务办公会议纪要 11.司 XXXX 煤矿在用主排水系统检验报告 12. XXXX 煤矿在用主排水系统联合排水试验 III 13.XXXX 煤业有限公司 XXXX 中央水泵房 1#2#3#4#5# 水泵排 水系统检验报告 14.XXXX 煤业有限公司 XXXX 中央水泵房 1#2#3#4#5# 水泵联 合排水检验报 15.山西省宁武煤田 XX 矿区 XXXX 水文地质勘查报告 16.XXXX 煤业有限公司 XXXX 矿井通风阻力测定 17.XXXX 煤业有限公司 XXXX 煤矿地面防爆抽出式轴流 1#、 2#通风机检验报告 18.XXXX 煤业有限公司 XXXX 风机叶片， 电机轴检测报告 （晋 煤检 19.XXXX 煤业有限公司 XXXX 胶带输送机检验报告 20.XXXX 煤业有限公司 XXXX 水文地质类型划分报告 21.关于 《XXXX 煤业有限公司 XXXX 水文地质类型划分报告》 的批复 22.关于同意 XXXX 二采区初步设计的批复 23.XXXX 煤业有限公司 XXXX 瓦斯等级鉴定报告、煤尘爆炸 危险性鉴定报告、煤层自燃倾向性鉴定报告 24.山西省政府《关于全省生产能力核定工作有关事项的通知》 IV 第一章 概 述 第一节 工作背景 XX 矿区位于山西 XX 市，是国家规划重点开发的大型煤炭基 地之一，是我国重要的动力煤 和出口煤生产基地 ，矿区总面积 380km2，保有资源储量 112.21 亿吨。
XXXXXXXXXX 创建于 1982 年，是中国中煤能源集团有限公 司的核心产业。
截至 2012 年底， 公司拥有在册职工 12000 人，资产 总额 567 亿元，已累计生产原煤 9.8 亿吨，外运商品煤 7.3 亿吨。
XXXXXXXXXXXXXX （以下简称“ XXXX”） 于 2007 年开工建 设，2009 年竣工投产。矿井设计生产能力 600 万吨/年，一井一面， 综采放顶煤开采，系统预留生产能力达 1000 万吨/年，矿井投产以 来，采煤工作面年单产能力均达到 600 万吨以上，均未发生死亡事 故，百万吨死亡率为零。2013 年底，矿井优化了生产布局，完成了 系统改造，在二采区增设回风立井，全矿井通风方式由原来的“两 进一回” 改为 “三进一回” ， 形成了一井二面的生产系统和生产条件。
2013 年 7 月，山西省政府下发的《关于全省生产能力核定工作 有关事项的通知》 ， 要求本省管辖煤矿和省内央企煤矿核定矿井生产 能力与证载能力不符的矿井。2013 年 10 月，XXXXXXXXXX 委托 中国煤炭工业协会咨询中心（中国煤炭工业协会咨询中心是国务院 国有资产监督管理委员会批准，国家事业单位登记管理局登记、注 册的中央在京事业单位， 于 2006 年 8 月取得煤矿生产能力核定资质 承担 XXXX 的生产能力核定工作。
第二节 工作简要过程 本次核定工作经历了现场调研考察、起草生产能力核定报告、 1 形成征求意见稿及完成终审稿四个阶段。在听取矿方介绍、查阅有 关文件、图纸资料、现场核查、重点问题专题讨论的基础上，分专 业对主井提升、副井提升、井下运输、排水、供电、采掘工作面、 通风、地面生产系统进行生产能力核定。后反复征求设计、科研院 校、生产及管理单位具有矿井生产能力核定经验的专家意见，最终 编制完成本报告。
第三节 核定原则、依据、方法及核定结果 一、核定原则 （一）坚持科学发展观原则，充分发挥大型煤炭基地、煤炭企 业能源保障作用； （二）坚持科技创新原则，充分发挥矿井现有先进、可靠技术 与装备和系统能力，提高煤炭企业生产效率与经济效益； （三）坚持安全第一、合理开采、有序生产原则，实现安全高 效现代化生产。
二、核定依据 （一） 《煤炭法》 、 《矿产资源法》 、 《安全生产法》 、 《矿山安全法》 等国家有关法律； （二） 《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》 （国办发〔2005〕18 号）等有关煤炭产业政策； （三） 《煤矿安全规程》 （2011 年版） 、 《煤炭工业矿井设计规范》 （GB50215-2005） ； （四）国家发展改革委、安全监管总局、煤矿安监局关于印发 《煤矿生产能力管理办法》 、 《煤矿生产能力核定资质管理办法》和 2 《煤矿生产能力核定标准》的通知（发改运行〔2006〕819 号） ； （五）国家发展改革委、安全监管总局、煤矿安监局《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）及《煤矿通风能力核定标准》 （AQ1056-2008） ； （六） 《国家发展改革委关于山西 XX 矿区总体规划的批复》 （发 改能源〔2005〕891 号） ； （七）XXXXXXXXXXXXXX 初步设计文件， 核准及相关批复 文件、证件、地质报告、生产设备清单等； （八） XXXX 集团总工程师业务办公会议纪要（ 〔 2013〕 210 号） ； （九）中煤能源集团有限公司关于“四化”要求和“五高”标 准； （十）XXXXXXXXXX 提供的其它有关资料等。
三、核定方法 根据发改运行〔2006〕819 号文件中《煤矿生产能力核定标准》 的要求，本次核定生产系统为主井、副井、排水、供电、井下运输、 采掘、通风及地面生产系统，并检查矿井压风、监控、防灭火、防 尘系统。核定工作包括确认核定条件、资源条件，核查系统必备条 件，核实生产能力计算公式、参数选择，核定矿井生产能力，提出 相关结论和建议。
四、核定结果 本次生产能力核定主要计算了主井提升系统能力、副井提升系 统能力、井下排水系统能力、供电系统能力、井下运输系统能力、 采掘工作面能力、通风系统能力、地面生产系统能力，核定结果为 3 1060 万 t/a。 4 第二章 煤矿基本概况 第一节 矿区概况 一、交通位置 XX 矿区位于山西省宁武煤田北端，地跨山西省 XX 市 XX、朔 城两区，地理坐标：东经 112°10′~113°30′，北纬 39°23′~39°37′。矿 区范围东以马营河和 11 号煤层露头线为界，北和西均以 11 号煤层 露头线为自然边界，南以担水沟断层为界，矿区总面积 380km2。
XX 矿区交通位置见图 2-1。 XX矿区 图 2-1 矿区交通位置图 5 二、地形地貌 矿区位于山西省北部，东有洪涛山，北西有西石山脉，南与朔 县平原相接。区内地势大致为南高北低，最高处位于矿区的南部， 海 拔 标 高 +1505.72m ； 最 低 处 位 于 北 部 的 大 砂 沟 ， 海 拔 标 高 +1340.10m，最大高差 165.62m。
区内黄土广布，侵蚀切割作用强烈，加之植被覆盖少，形成典 型的梁、垣、峁等黄土高原地貌。沟谷多呈树枝状分布，切割深度 30～50m。
三、地表水系 以矿区南部一带北东～南西向山梁为分水岭，北部为源子河发 源地，南部为马关河源头，两条河均属桑干河水系。矿区内无常年 地表水体，仅在雨季时，有短暂洪流由树枝状沟谷汇入两条河流， 然后汇入桑干河。河流补给主要来源于大气降雨，为典型的季节性 河流。
四、气象及地震 （一）气象 矿区东侧太行山、五台山、海拔皆在 2800m 以上，阻隔海洋季 风吹入，西部与内蒙古相通，使本区一带成为塞外冷气南侵的必经 之道。因此，大陆性气候极为典型，干燥寒冷，风沙严重为其特点。
气温：气温一般较低且温差大，年平均气温 5.41~13.8℃，绝对 最高温度 34.5℃，绝对最低温度-27.4℃，温差可达 61.9℃，日温差 亦较大，一般为 18~25℃。
日照期、湿度：年日照期最长 2883.4h，最短为 2444.5h，平均 2693.3h，湿度最小为 0，最大 80%。 6 降水量：年降水量分配极不均匀，暴雨强度大，年降水量为 345.3～682.2mm；年平均为 426.7mm，多集中在七、八、 九三个月， 占全年降水量的 75%，有时达 90%，最大日暴雨量达 44.5mm。
蒸 发 量 ：
年 蒸 发 量 在 1996.00 ～ 2132.70mm 之 间 ， 一 般 为 2066.7mm，从四月至六月，月蒸发量可达 580mm，一般年蒸发量 是降水量的 5 倍左右。
霜冻期与无霜期：每年九月下旬始至次年四月，个别年为五月 上旬， 冻结深度一般在 1.11m 左右，最大为 1.31m。无霜期为 107～ 175 天。
（二）地震 根据国家地震局《中国地震动参数区划图 GB18306-2001 图 A1》 ，本区地震基本烈度为Ⅶ度，地震加速度动峰值 0.1g，地震分 组为第二组。
第二节 外部条件 一、运输条件 XXXX 位于山西省 XX 市 XX 区， 东南距 XX 市 28km， 距大运 高速公路约 40km，西南距 XX 县 6km，距二级公路约 6km，木瓜 界铁路专用线在本区西南设有总车站，与北同蒲铁路大新站接轨， 交通较为便利。 7 图 2-2 XXXX 交通位置图 二、水源条件 矿井用水取自 XX 矿区供水管网，其水源地为刘家口水源地和 耿庄水源地，供水能力分别为 34000 m3 /d 和 20000 m3/d，为奥陶系 石灰岩岩溶水。
三、电源条件 矿井为双回路供电，第一回路电源以 LGJ-240/5.2km 的 35kV 架空线路引自向阳堡 220kV 变电站， 第二回路电源以 LGJ-240/1.0km 的 35kV 架空线路引自木瓜界 110kV 变电站，并以双回路 10kV 电 压向主通风机房及井下中央变电所等负荷供电；主井皮带机双回路 电源取自副井 35kV 变电所不同母线段，其它地面皮带机双电源取 自本集团木瓜界选煤厂 35kV/6kV 变电所不同母线段。 8 四、通讯条件 矿井分别设置生产管理通讯系统和生产调度通讯系统，采用行 调合一的交换机，承担矿井井上、下的通讯，通过 XX 生活区汇接 局统一接入 XX 电信公网。
第三节 资源条件 一、地质特征 井田位于宁武煤田北部，地表大部分被新生界地层覆盖，属典 型的黄土丘陵地貌。北部靠近煤层露头处及区内各大沟谷的底部有 零星地层出露。由下至上发育有奥陶系上统上马家沟组，石炭系中 统本溪组、上统太原组，二叠系下统山西组、下石盒子组、上统上 石盒子组，新近系静乐组，第四系中、上更新统、全新统地层，分 述如下：
(一) 奥陶系 本地层岩性主要由深灰色厚层状石灰岩、白云岩、白云质灰岩 组成，间夹灰黄色钙质泥岩。中下部夹数层同生角砾岩，地层平均 厚 250m。
(二) 石炭系 1. 中统本溪组 岩性主要由灰色、深灰色、灰黑色砂岩、砂质泥岩及泥岩组成。
含 1～3 层深灰色石灰岩， 仅中下部一层石灰岩较稳定， 定为标志层 k1，上部夹薄煤 1～2 层，不稳定，厚度一般小于 0.50m，本系地层 厚 23.00～53.00m，平均厚度 42.0m。
2. 上统太原组 上统太原组为主要含煤地层。由灰白色砂岩、灰色、灰黑色砂 9 质泥岩、泥岩和煤层组成，并夹有薄层泥质灰岩。全组从上而下可 分为三个煤组：上煤组含 4、5 号煤层，4 号与 5 号煤层之间一般为 灰白色细粒砂岩或粉砂岩及灰黑色泥岩。中煤组间岩性由灰色、灰 白色砂岩、灰黑色砂质泥岩、泥岩组成，6 号煤之上普遍发育的 T4 砂体是与上煤组区分的标志。下煤组间岩性由灰白色砂岩、灰黑色 砂质泥岩、 泥岩。
在 9 号与 11 号煤层之间一般发育有一层厚度不大 层位较稳定的泥质灰岩，并常与 T2 砂体共生。
本组地层厚 70.60～112.40m，平均厚 91.50m，煤层平均总厚度 30.20m，底部发育的灰白色中、粗粒石英砂岩定为标志层 k2，与下 伏地层整合接触，平均厚 3.22m。
(三) 二叠系 1. 下统山西组 岩性主要有灰色、灰白色砂岩，灰黑色、灰色砂质泥岩、泥岩 组成，砂质泥岩中含菱铁矿结核。本组共含 2～3 层薄煤层， 编号为 1、2、3 号煤层，全部为不稳定煤层。最底部为浅灰、灰白色厚层 状中、粗粒 k3 砂岩，一般为下伏 4 号煤层的直接顶板，厚 0.40～ 9.95m，平均厚度 4.00m。本组地层厚 38.0～79.0m，平均厚 58.0m。
与下伏地层整合接触。
2. 下统下石盒子组 岩性主要有黄绿色、灰黄色、灰白粉、细砂岩及中粒砂岩、灰 色、黄绿色砂质泥岩、泥岩组成。在下部的砂质泥岩中偶夹 1～2 层煤线， 本组上部常见一层红—灰紫色鲕状铝土岩， 为 k6 砂岩的辅 助标志层。最底部一层含砾粗粒砂岩为 k4 标志层，平均厚 3.63m， 层位稳定。本组地层厚 0～115.15m，平均厚 46.66m，与下伏地层 10 整合接触。
3. 上统石盒子组 本组地层在本区内大部分已被风化剥蚀，只在本区的西部沟谷 中有部分出露，且出露的地层为本组最底部地层，定为标志层 k6， 区内残留厚度为 7.67m，与下伏地层整合接触。
(四) 新近系 上新统静乐组：
岩性为棕红色粘土和亚粘土， 内含铁锰质斑点， 中下部常夹 3～ 5 层钙质结核，本组地层厚 0～ 77.02m，平均厚 15.36m，与下伏地层为角度不整合接触。
(五) 第四系 1.中、上更新统 上更新统为土黄色粉砂质亚砂土、亚粘土，中更新统由红黄色 亚粘土和土壤层组成，含钙质结核，底部含砂砾。地层厚 3.10～ 47.40m，平均厚度 24.28m。广泛覆盖全区，为本区黄土土貌的主要 成分。
2.全新统 主要分布于河谷、河床及两侧阶地之上，由石灰岩砾、卵石、 粉砂土、中、粗粒砂岩岩屑及洪积物组成，厚度 0～40m，平均厚 度 10m。
二、地质构造 （一）构造 井田位于 XX 矿区西北部，宁武向斜的北端。井田总体为一向 东南倾的平缓单斜构造，发育的背向斜有东坡向斜、水补-2 向斜、 木瓜界背斜、补 501 背斜、ZK335 向斜等，地层倾角 2~12? 。 11 （二）断层 井田内共发现断层 44 条，其中落差大于 10m 的断层 2 条（F2、 F 采 20） ，落差 5~10m 的断层 8 条，落差小于等于 5m 的断层 34 条， 其中钻孔揭露 2 条，井巷揭露 20 条，地震解释 22 条。
井田内落差大于 10m 的断层为 F2 正断层、F 采 20 正断层，其中 F2 正断层位于首采区东南角，走向北东，倾向北西，倾角 70° ，落 差 0~25m，延伸长度约 775m。F 采 20 正断层位于首采区中西部，走 向近东西，倾向近正北，倾角 55° ~70° ，落差 0~15m，延伸长度约 1142m。
从首采区巷道揭露情况看，小断层较发育，对煤层顶底板切割 严重， F1 断层为富水局部导水断层， F 采 3 断层为富水导水断层，预 计 F2 断层为局部导水断层。
（三）陷落柱 井田中部水补-6 号孔位置可能存在陷落柱。
195-122 孔位置推断 为陷落柱。283-111 孔补勘 7 号煤层位以下存在陷落柱。
（四）岩浆岩 井田内未发现岩浆岩。
综上所述，井田总体构造复杂程度属简单类型。
三、煤层 井田含煤地层为二叠系下统山西组、石炭系上统太原组、中统 本溪组，分述如下：
（一）山西组 山西组含 1、2、3 号煤三层，零星分布，极不稳定，无经济价 值。地层厚 0~82.84m，一般为 66.18m，煤层薄，含煤性差。
（二）太原组 12 太原组为井田的主要含煤地层，共含煤 9 层，编号为 4、5、6、 7、8、9、10、11、12 煤。4、9、11 煤为主要可采煤层，6、10 煤 为局部可采煤层，8、12 煤为零星可采煤层。主要可采煤层基本特 征详见表 2-1： 表 2-1 煤层 编号 4 9 11 煤层厚度 （m） 1.60~16.95 6.75 3.60~18.55 11.87 0~7.92 3.36 (m) 21.86~88.85 48.56 复杂 4.15~29.59 12.90 较简 单 主要可采煤层基本特征表 煤层 结构 中等 性 砂质泥 砂质泥岩、 岩、泥 中粗砂岩 岩、砂岩 砂质泥岩、 砂质泥 炭质泥岩 岩、砂岩 砂质泥岩、 砂质泥 炭质泥岩 岩、泥岩 顶板岩性 底板岩 稳定 性 稳定 可采 性 全区 可采 全区 可采 全区 可采 煤层间距 稳定 稳定 （三）本溪组 本溪组地层厚 23.00~53.00m，一般为 45.77m，含煤 1~2 层，煤 厚一般小于 0.50m，本组含煤系数 1%，含煤性差。
四、煤质 （一）水分 最高内在水分含量在 9.50~15.00%，空气干燥基水分在 0.75～ 4.53%。煤层由浅至深水分呈降低趋势。
（二）灰分 4 号煤原煤灰产率均大于 30%，属中高灰煤，个别点灰分大于 40%，属高灰煤，全层平均 31.78%；9 号煤层以中灰煤为主，有零 星的中高灰煤，全层平均 23.95%；11 号煤层以中高灰煤为主，中 部有一狭长的中高灰带，灰分从中部向四周降低，浮选后以低中灰 煤为主，平均 11.09%。
（三）挥发分 13 原煤干燥无灰基一般在 35.57～43.07%之间，浮煤的干燥无灰 基挥发分均大于 39%，属高挥发分煤，9、11 号煤低于 4 号煤层， 即在垂直方向的上部煤层挥发分高于下部煤层。
固定碳含量一般在 35.00～45.00%之间，各煤层自上而下逐渐 增加。
（四）硫分 全硫含量：4 号煤层原煤平均含量 0.68%，低硫煤占主导地位。
浮选后含量下降；9 号煤层原煤全硫在 0.41～2.38%，平均 1.23%， 以中硫煤分布为主，浮选后全硫仅降低 0.15；11 号煤原煤全硫含量 为 0.86～2.48%，平均 1.88%，主要以中高硫煤为主，浮选后，全硫 可降低 0.22～0.51%；三层主要可采煤层的全硫含量自上而下明显 增加。
形态硫含量：有机硫含量最大，占全硫的 51%，其次是硫化铁 硫，占全硫的 46%，硫酸盐的硫含量甚微。
（五）发热量 以恒容高位干燥基发热量进行评价，原煤在 15.57~25.07MJ/kg 之 间 ， 为 中 热 值 煤 ， 按 1.6 比 重 浮 选 后 发 热 量 较 原 煤 提 高 5.00~10MJ/kg，为中高热值煤。
区内 4、9、11 号煤均为长焰煤，可作动力及化工用煤。
（六）煤的可选性 依据《煤炭可选性评定方法》 （GB/T16147-1996）采用“分选 密度± 0.1 含量”法进行评定。 14 表 2-2 煤层 4 9 11 精煤灰分% 15.0 15.0 15.0 XXXX 可选性等级评价表 分选密度 1.38 1.82 1.60 ± 0.1 含量 42.56 9.30 13.54 可选性等级 极难选 易 选 中等可选 五、水文地质 （一）地表水 区内主要河流为大沙沟河流，属海河流域桑干河水系，河流补 给主要来源于大气降雨。
（二）主要含水层 矿井主要含水层为太原组砂岩裂隙含水层、山西组砂岩裂隙含 水层、下石盒子组砂岩裂隙含水层、上石盒子组砂岩裂隙含水层和 第四系孔隙含水层。
1.太原组砂岩裂隙含水层 太原组砂岩主要为 T3、 T4 砂岩，富水性最强，面积分别为 1.08km2、0.94km2，隔水层岩性多为粉砂岩、砂质泥岩和泥岩，含 砂量高，隔水性能差，各砂岩含水层组之间水力联通性较好。以上 特征决定了该井田煤层顶板含水层含水空间丰富，储水体积大，隔 水层隔水性能弱，为含水层富水提供了基础条件。
2.山西组砂岩裂隙含水层 为 4 煤直接充水含水层，主要为底部的 K3 砂岩及中下部的中 粗砂岩，K3 砂岩裂隙发育，具透水性，该含水层总体弱富水，以静 储量为主，易于疏干。
3.下石盒子组砂岩裂隙含水层 15 主要为底部的 K4 含砾粗砂岩，K4 砂岩裂隙发育，具透水性， 该含水层分布局限，总体弱富水，以静储量为主，易于疏干。
4.上石盒子组砂岩裂隙含水层 主要为底部的 K6 含砾粗砂岩，K6 砂岩裂隙发育，孔隙多，具 透水性，该含水层总体为弱富水。
5.第四系孔隙含水层 主要是第四系松散岩层裂隙和孔隙含水，以静储量为主，由于 此地区蒸发量远大于降雨量，对井下巷道掘进影响不大。
（三）主要隔水层 井田内各含水层之间主要隔水层有新近系红土隔水层、石炭二叠系泥岩隔水层和本溪组泥岩隔水层。
1.新近系红土隔水层 新近系上新统隔水层岩性以棕红色粘土、亚粘土为主，全区分 布较广，隔水性能良好。除井田首采区外，其第四系上更新统含水 岩组与石炭系地层直接接触，二者之间有一定的水力联系。井田其 它地段，煤系地层埋藏较深，上覆黄土、红土对大气降水的入渗起 隔挡作用。
2.石炭-二叠系泥岩隔水层 主要分布于碎屑岩含水层之间，岩性以粉砂岩、砂质泥岩、泥 岩为主。根据钻孔资料，T4 砂岩距 4 煤平均 13.26m，T3 砂岩距 9 煤平均 9.43m，T2 砂岩距 9 煤平均 9.17m，距 11 煤平均 6.65m，K3 砂岩距 4 煤平均 9.43m。在砂岩与煤层之间的隔水层，其粉砂岩、 砂质泥岩与泥岩比值均大于 1，含砂量高，砂岩之间的隔水层厚度 较薄，尤其是 T4、T3 砂岩基本连成一体，隔水层岩性多为粉砂岩、 16 砂质泥岩和泥岩，隔水性能差，因此各砂岩含水层组之间水力联通 性较好。
3.本溪组泥岩隔水层 本溪组泥岩隔水层为 9、11 号煤层底板隔水层，该隔水层为本 溪组及太原组海陆交互相的构造，以泥岩、 粉砂岩、铝质泥岩为主， 夹 1-2 层石灰岩，全区普遍稳定，厚 23.00～49.60m，平均 42m。整 个岩性软硬相间，为柔性、脆性岩石相间组合。矿井大多非带压开 采，该隔水岩组视为良好的隔水层。奥灰水位在局部地段高于 9、 11 号煤层底板，由于有本溪组地层的阻挡，一般不会对煤系地层补 给，但局部裂隙发育段，隔水层变薄带奥灰水会突入矿坑。
（四）钻孔封堵情况 根据现有资料统计，上世纪施工钻孔，由于原拟定平蕃城为露 天开采区， 故 60 年代施工钻孔只进行了下部封闭止水， 未进行全孔 封闭， 另外， 矿方经实地调查发现， 上世纪除 60 年代施工的钻孔外， 其余钻孔止水封闭层段也不可靠， 目前矿方已对首采区内 60 年代施 工钻孔 305、311、312、335、342、348 作了启封检查，检查结果为 全部未封闭钻孔，上述钻孔现已重新封闭。
2008 年的地质补勘， 共施工钻孔 46 个， 其中地质勘探孔 27 个， 专门水文勘探孔 19 个。
27 个地质钻孔均按设计要求进行全孔实封。
19 个水文地质钻孔中，所有基岩钻孔均对第四系进行永久止水。
2010 年生产补勘 173 队施工有 4 个废孔未进行封孔。
（五）水文地质类型 据 2012 年 1~3 月 矿 井 涌 水 量 资 料 ， 矿 井 最 大 涌 水 量 为 475.51m3/h，最小为 216.3m3 /h，正常涌水量为 261.52m3/h。 17 据中国煤炭地质总局第一水文地质队和中国矿业大学（北京） 2012 年 8 月提交的《XXXXXXXXXXXXXX 水文地质类型划分报 告》 ，矿井水文地质类型为中等。
六、工程地质 井田内可采煤层为太原组 4 号煤层、9 号煤层和 11 号煤层，其 顶底板工程地质特征分别评述如下：
（一）4 号煤层 4 号煤顶板岩性主要为泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、细粒砂岩， 岩芯破碎，风化严重，顶板稳定性差。井田西南部煤层埋藏较浅， 顶板岩石质量指标 RQD 值大都小于 50%，属岩体破碎-完整性差的 岩体，由西南向东北煤层埋藏条件变好，完整性渐好，顶板稳定性 变好，岩石的 RQD 值一般介于 25~75％。底板岩性以泥岩、砂岩泥 岩 为 主 ， 炭 质 泥 岩 、 中 细 砂 岩 、 高 岭 质 泥岩 、 砾 岩 次 之 ， 厚 0.72~13.88m。
（二）9 号煤层 9 号煤层顶板岩性主要为泥岩、砂质泥岩、中粒砂岩，岩芯破 碎，风化严重。井田东北部煤层顶板受风化影响较大，顶板的稳定 性差，岩石质量指标 RQD 值大都小于 50%，由东北向西南顶板条 件变好，岩石的 RQD 值一般介于 25~75％，属岩体完整性差-中等 的岩体，完整性渐好，顶板的稳定性变好。底板岩性为泥岩、砂质 泥岩、炭质泥岩，局部为砾岩、中粒砂岩， 厚 0.5~5.87m，在补 603、 补 801、 补 902、 补 1204、 补 1102、 补 1203 钻孔附近， RQD 值 0~20％， 底板受风化破坏严重，其余地段受风化影响较小。
（三）11 号煤层 18 11 号煤层顶板主要岩性为泥岩、泥灰岩、砂质泥岩、中-粗粒 砂岩，顶板岩石风化严重。底板为泥岩、砂质泥岩、中粒砂岩、细 粒砂岩、砂砾岩，厚 0.32~6.65m。顶板的 RQD 值 0~54%，属岩体 破碎-完整性中等岩体， 底板的 RQD 值为 0~73%， 属岩体破碎-完整 性中等岩体。
七、其它开采技术条件 （一）瓦斯 2012 年 10 月，山西煤矿设备安全技术检测中心对矿井 4 号煤 层、9 号煤层瓦斯等级鉴定结果：瓦斯相对涌出量 0.019m3/t，绝对 涌出量为 0.204m3/min。山西省煤炭工业厅批复 XXXX2012 年度瓦 斯等级为瓦斯矿井（晋煤瓦发〔2013〕49 号） 。
（二）煤尘爆炸性 2012 年 10 月，山西煤矿设备安全技术检测中心对该矿 4 号煤 层、9 号煤层煤尘爆炸性进行了测试，结果为各煤层煤尘均有爆炸 危险性。
（三）煤的自燃倾向性 2012 年 10 月， 山西煤矿设备安全技术检测中心编制的 XXXX4、 9 号煤层自燃倾向性鉴定，4、9 号煤层均为自燃煤层。
（四）地温 井田内未发现地温异常。
八、资源储量 矿井资源储量主要由四部分组成，如下图： 19 第三部分 界 边 北 西 第二部分 中煤平朔集团有限公司井工三矿（Ⅰ） 增2 山西朔州平鲁区茂华下梨园煤业有限公司 山西朔州平鲁区 东日升煤业有限公司 （中煤平朔集团公司已整合 计划并入井工三矿） 第四部分 中煤平朔集团有限公司东露天 第一部分 山西平朔易顺煤业有限公司 朔州平鲁区森泰煤业有限公司 (原山西朔州赛格煤业有限公司) 第一部分 井工三矿(Ⅱ) 图 2-3 XXXXXXXXXXXXXX 资源储量组成图 第一部分为已划界的井田范围内资源储量， 该部分由井田 （Ⅰ） 和井田（Ⅱ）组成； 第二部分为 XXXXXXXXXX 已整合的东日升煤业有限公司井 田范围内的资源储量； 第三部分为矿井西北部井田边界至煤层露头区间资源储量， XXXXXXXXXX 已完成了勘探阶段全部工作， 鉴于该块段全部在矿 井 已 划 立 范 围 以浅 的 露 头部 分 ， 不 可能 单 独 设 矿权 开 采 。
XXXXXXXXXX 已申请该块段的采矿权，作为 XXXX 的开采后备 区。
第四部分为东露天矿二采区西边界与 XXXX 相邻区域端帮压 煤与东露天矿二、 三采区北帮压煤。
根据 XXXX 集团总工程师业务 20 办公会议纪要（ 〔2013〕210 号） ，为最大限度回收资源，考虑东露 天矿二采区西边界与 XXXX 相邻，且系统顺畅，拟采用 XXXX 的 系统对东露天二采区西帮和二、三采区北帮压煤进行回采。
各部分储量情况如下表 2-3： 表 2-3 储量区域 煤层 4 -1 -2 XXXX 储量情况表 保有储量 2986 16180 442 24099.41 912 6688 51307.41 169.2 917.4 25 1364.6 51.7 378.8 2906.7 54214.11 1599 3562 1206 6367 34.72 20.97 7507.87 1735.15 9298.72 87 650 2171 26.77 119.57 37.33 183.68 0.58 0.59 252.03 53.7 306.91 291.8 2180 39957.28 1226.34 2685.09 911.56 4822.99 26.63 15.9 5659.55 1311.53 7013.61 2641 2801 609 6051 21 井田边界煤柱 50 455 809 207 1521 38 211 314 可采储量 2290.08 12265.5 18166.52 5055.18 37777.28 131.2 706.4 1050.6 4 6 井田（Ⅰ） 9 10 11 第一部 分（矿界 内） 井田（Ⅱ） 小计 4-1 4-2 6 9 10 11 小计 小计 XXXXXX 第二部 分 XXXX 已 整合的东日 升井田 4 9 11 小计 4 第三部 分 西北部界 外 4 -1 -2 9 11 小计 4煤 9煤 11 煤 小计 第四部 分 东露天矿 二采区西 边界与 XXXX 相 邻区域端 帮压煤 储量区域 东露天矿 二、三采 区北帮压 煤 小 计 煤层 4煤 9煤 11 煤 小计 4 6 9 10 11 合计 保有储量 井田边界煤柱 可采储量 775 3096 402 4273 10324 21907.29 467 36533.88 963.7 10007.95 69879.82 781.94 0 1494.6 0 385.03 2661.57 20078.05 0 33458.76 0 8581.07 62117.88 全井田 第四节 矿井生产现状 一、设计能力 矿井于 2007 年开工建设，设计生产能力为一井一面 600 万吨/ 年，2009 年竣工投产。
二、开拓方式 矿井采用斜井开拓方式，水平布置集中大巷，沿大巷布置条带 式回采工作面。工业场地在矿井西边界内，分主井工业场地和副井 工业场地，共有主斜井、副斜井和回风斜井三条井筒。主斜井通过 带式输送机进行煤炭运输，兼做安全出口；副斜井为无轨胶轮车运 输，为矿井主要安全出口；回风井兼作安全出口。
三、开采水平 根据矿井开拓开采方式，沿主采煤层 9 号煤层设置开采水平， 水平标高为副斜井井底标高，即+1259m。4 号煤层设置主运输、辅 助运输、回风三条大巷，11 号煤层中设置辅运大巷和回风大巷。4 号煤层各大巷通过溜煤眼、辅运上山、回风上山与 9 号煤层大巷联 22 系。
四、采区划分 矿井划分为东西两个大采区，一采区位于井田西侧，二采区位 于井田东侧。
一采区东西走向长 1.94~2.9km，南北倾向长 0.62~3.47km，面 积约 9.15km2，一采区西翼无 4 号煤或 4 号煤已风化不可采，目前 回采工作面均布置在 9 号煤层，已完成 7 个工作面回采，现正在回 采 39109 工作面，39110 工作面为接续工作面。
二采区东西走向长 2.30~3.15km，南北倾向长 2.55~3.60km，面 积约 8.85km2，设计可采储量 214.91Mt，其中：4 号煤设计资源储 量 137.16Mt，设计可采储量 96.99Mt，二采区 4 煤 34201 首采工作 面预计 2013 年底完成准备工作。
五、采掘比例 矿井投产时，一个 9 煤综采工作面生产保证矿井 6.0Mt/a 生产 能力。鉴于提高煤质、合理配采、发挥系统生产能力的需要，二采 区系统改造完成后，4 煤工作面于 2013 年后具备投产条件，届时矿 井安排二个回采工作面、四个掘进工作面生产，采掘工作面采掘比 2：4。
六、采煤工艺及装备 矿井主要采用综合机械化放顶煤采煤工艺开采。综采工作面主 要设备型号：
SL750 型、 1474kW 采煤机， SGZ1000/2000 型、 2× 1000kW 前部刮板输送机，SGZ-1200/2000 型、2× 1000kW 后部刮 板输送机，ZF10000/23/37 型液压支架，SZZ1200/700 型、700kW 转 载机。 23 七、单产、单进 根据矿井统计资料， 工作面平均日产 15280t， 最高日产 21020t； 平均月产 458400t，最高月产 528000t。
煤巷掘进工作面平均日进尺 11.3m，最高日进尺 19.5m；平均 月进尺 295m，最高月进尺 431m。
八、安 全 矿井灾害防治系统齐全、 可靠， 安全管理机构及管理制度完善。
2011、2012 年、2013 年 1~11 月矿井均未发生死亡事故，矿井百万 吨死亡率为 0。 24 第三章 核定前提条件 第一节 核定依据 矿井生产能力核定的主要依据是通风、供电、排水系统及采场 条件发生了较大变化。
通风系统：根据三号井初步设计（优化） ，二采区增设一对进、 回风立井，为满足安全生产和提高煤炭质量要求，矿井已明确在通 风系统上原回风斜井改为进风斜井，由原中央并列式二进一回通风 系统改为中央分列式三进一回通风系统，降低通风阻力保证通风系 统的安全可靠性。
供电系统：矿井由井下中央变电所集中供电系统改变为地面向 一、二采区分别供电的独立供电系统，提高安全供电可靠性。
排水系统：矿井由中央泵房集中排水系统增加二采区泵房，并 通过一采区泵房排水管路向地面排水。
生产布局（采场） ：在生产布局（采场）上由一个采区一个采煤 工作面调整为二个采区二个采煤工作面同时生产，形成中高灰、低 硫煤层与中灰、中硫煤层配采的生产格局。
第二节 核定条件 一、依法取得了采矿许可证、安全生产许可证、煤炭生产许可 证、工商营业执照等相关证件，证照齐全、合法、有效。
2006 年 11 月，该矿取得国土资源部颁发的采矿许可证，证号：
1000000620127，生产规模 6.0Mt/a，开采标高：+1480m~+1000m， 共有 24 个拐点坐标圈定，矿区面积 19.2256km2，有效期至 2036 年 8 月 30 日。
2008 年 8 月， 该矿取得山西省 XX 市工商行政管理局颁发的营 25 业执照：证号 140600100009539。
2010 年 9 月，该矿取得国家发改委颁发的煤炭生产许可证，编 号：101406032016，生产能力 6.0Mt/a，有效期限 2012 年 9 月 5 日 至 2043 年 11 月 5 日。
2012 年 5 月， 该矿取得山西省煤炭工业厅颁发的矿长安全资格 证，证号：12014010900209。
2012 年 5 月，该矿取得山西省煤炭工业厅颁发的矿长资格证， 证号：MK140900197。
2013 年 9 月， 该矿取得山西煤炭安全监察局颁发的安全生产许 可证，编号：
（晋）MK 安许证字〔2013〕GA041Y1B2，有效期：
2013 年 9 月 2 日至 2016 年 9 月 1 日。
二、矿井有较为齐全的生产、技术、安全管理机构和必要的工 程技术人员。
矿井生产、技术、安全管理机构如下图 2-4： 矿 长 生产副矿长 生产管理 设 备 管 理 部 姓名 职务 姓名 职务 矿 长 机电副矿长 技术管理 生 产 技 术 部 安全副矿长 总工程师 副总工程师 综合管理 综 合 办 公 室 党 群 办 公 室 副矿长 党 群 办 公 室 安全管理 驻 矿 安 监 站 调 度 室 调 度 室 地 质 测 量 部 安 监 部 经 营 办 综 采 队 2 综 掘 队 4 通 风 队 机 电 队 辅 运 队 井 巷 维 修 队 掘 进 队 通 风 队 图 3-1 XXXX 管理机构体系图 26 矿井有矿长、副矿长、 总工程师等领导 6 人，副总工程师 4 人； 设立的职能科室有生产技术部、调度室、安监部、地测部、综合办 公室、经营管理部、设备管理部等，两个综采队、四个综掘队，辅 助生产单位有通风队、机电队、辅运队和井巷维修队等。
矿井共有职工 687 人，矿领导及副总工程师均具备煤炭相关专 业大专以上学历，总工程师具备煤炭主体专业高级工程师职称。矿 井安全生产管理部门负责人及其管理人员全部具备煤炭相关专业中 专以上学历，各专业均配齐工程技术人员；矿井特有工种人员 184 人均具备高中以上学历并持证上岗。
三、矿井生产、技术、安全、综合管理制度完善 矿井有各类管理制度 303 项， 其中生产管理类 47 项、 技术管理 类 172 项，安全管理类 43 项、综合管理类 41 项。
本次核查了提升、运输、供电、排水、通风、监控、采掘、压 风等生产系统和防灭火、防尘等灾害防治系统。查阅了技术文件， 现场查看了设备运行状态各类记录，问询了有关现场员工，未发现 无故停止系统运行或发生运行系统停止事件，系统各项功能运行正 常有效，调度检查系统监控状况与实际基本一致。
综上，矿井证照齐全、有效；生产技术、安全管理机构较为齐 全，专业人员配置能满足安全生产的需要，管理制度较为完善、齐 全、针对性较强，各生产系统和安全灾害防治系统齐全，技术装备 先进、可靠性强。矿井具备核定煤矿生产能力的条件。
第三节 资源储量核查 根据《山西省 XX 市 XXXX 煤业有限公司 XXXX 生产矿井地 质报告》 ， 《中国中煤能源股份有限公司安太堡井工矿（XX3 号井工 27 矿）补充勘探地质报告》 ，矿井资源储量 549.10Mt，其中 331 资源 量 344.74Mt ，占总量的 63%，332 资源量 91.40Mt，占总量的 16%， 333 资源量 4.36Mt，占总量 21%。截止 2012 年末，矿井采矿证范围 内剩余资源量为 39957.28Mt。
考虑到已整合的东日升煤业有限公司与井田西北边界规划纳入 井田开采范围， 同时拟采用 XXXX 的系统对东露天矿二采区西边界 与 XXXX 相邻区域端帮压煤与东露天矿二、 三采区北帮压煤进行回 采，合计的可采储量 62117.88 万吨。
矿井煤柱留设按照井田边界留 20m 隔离煤柱， 主要大巷两侧各 留 100m 保护煤柱，采区边界两侧各留 10m 隔离煤柱，采区巷道两 侧各留 50m 保护煤柱。
矿井三个煤量：
开拓煤量 40.612Mt，可采期 6.77a； 准备煤量 24.326Mt，可采期 4.05a； 回采煤量 5.442Mt，可采期 0.907 年。
2012 年，矿井回采率：采区 75%，4 煤工作面 80%。
综上，矿井资源量计算依据充分，资源增减计算合理，煤柱留 设符合规定，三个煤量及回采率达到规定要求，不同煤质配采已列 入矿井生产计划，配采相关工程已施工完成，具备配采的条件，并 正在组织实施，开采较为合理。 28 第四章 矿井生产能力核查计算 第一节 主井提升系统能力核定 一、系统描述 主斜井担负矿井的原煤提升任务，运输方式采用钢绳芯带式输 送机运输。主斜井井口标高+1396.00m，井底标高+1277.11m，井筒 倾角 14? ，斜长 564m，井筒为净宽 5m 的半圆拱断面，净断面积 17.3m2；装备 DTL160/420/4× 1070 阻燃型钢绳芯带式输送机，运量 为 Q=4200t/h、带宽 B=1600mm、带速 v=4.5m/s 。
二、必备条件 系统设备设施配套较为完整，符合有关规程规范要求，提升设 备经具备资质的检测检验机构测试合格；系统保护装置完善、运转 正常；技术档案齐全，各种运行、维护、检查、事故记录完备。
三、参数确定 （一）计算公式 主井采用钢绳芯带式输送机提升时，提升能力核定按下式计 算： A ? 330 k ? B 2 ? v ?? ?C ?t (万t / a) 104 k1 式中：
A—年运输量，万 t/a； k—输送机负载断面系数； B—输送机带宽，mm； v—输送机带速，m/s ； γ—松散煤堆容积重，t/m3，取 0.85~0.9； C—输送机倾角系数； 29 t—日提升时间，16h 或 18h，当乘人时，应扣除运送人员时间； k1—运输不均匀系数，取 1.2。
（二）参数选择 主要参数：DTL160\420\4× 1070 型带式输送机。主电机：ILA4 454-4AV00-Z 型 西 门 子 变 频 电 机 ， 额定 功 率 4× 1070kW ， 转 速 1500r/min。
最大提升速度 Vmax＝4.5m/s 。
胶带宽度：1.6m； 输送带倾角：0~14° ； 输送机负载断面系数 k 取值如下表 4-1， 带宽 1600mm， 原煤动 堆积角 30°，k 取 470； 表 4-1 输送机负载断面系数选取表 输送机负载 断面系数 原煤动堆积角（θ) 650 800~1000 k 带宽 （mm） 1200~1400 1600~1800 2000~2200 25? 355 400 420 30? 390 435 455 470 480 35? 420 470 500 520 535 输送机倾角系数 C 取值如下表 4-2，输送带倾角最大 14°，根 据差值法计算 C 取 0.925。
表 4-2 输送机倾角系数选取表 胶带倾角 C 0° ～8° 1～0.97 8° ～16° 0.97～0.88 16° ～20° 0.88～0.81 20° ～25° 0.81～0.72 30 四、计算结果 主斜井带式输送机运输能力计算： k ? B2 ? v ? r ? C ? t A ? 330? 104 ? k1 (万t / a) =330×470× 1.6× 1.6× 4.5× 0.85× 0.925× 16/（104× 1.2） ＝1827.55 万 t/a 根据计算结果，主斜井带式输送机运输能力为 1827.55 万 t/a。
第二节 副井提升系统能力核定 一、系统描述 副井提升主要包括副斜井和井下巷道无轨胶轮车运输，副斜井 角度为 5.5° ，采用无轨胶轮车运输。物料、矸石车 10 台，型号为 WC5，载重 5t，速度 20km/h；乘人车 11 台，型号 WrC20/2J，速度 20km/h；防爆客货无轨胶轮车 4 台，型号为 WC2J。
二、必备条件 井下辅助运输系统完善，保护齐全，管理制度完善，无轨胶轮 车制动灵活、可靠，符合矿井使用标准，满足矿井生产需要。
三、参数确定 （一）计算公式 副井提升能力核定按下式计算： A ? 330? 3 ? k x 5 ? 3600? TR ? D ? TQ (万t / a) M 4 R 10 ( TG ? Tc ) PG Pc 式中：
A—副井提升能力，万 t/a； kX—运输线路系数； 31 R—出矸率（矸石与产量的重量比），%； PG—每次提矸石重量，t/次； TG—提矸一次循环时间，s/次； M—吨煤用材料比重，%； PC—每次提升材料重量，t/次； Tc—每次提升材料循环时间，s/次； D—下其它材料次数，每班按 5~10 次计（指下炸药、设备、长 材等）； TQ—下其它材料每次循环时间，s/次； TR—每班人员上下井总时间，s/班，工人每班下井时间，取实 测最大值，工人升井时间为工人下井时间的 1.5 倍，有综采工作面 的矿井 1.6~1.8 倍（全部为综采的取大值），升降其它人员时间为 升降工人时间的 20%。
（二）参数选择 根据目前矿井实际统计，材料车井下运输循环时间为 2.5h/次， 下人循环时间为 1h。
由于没有矸石运输量，R、PG、TG 均为 0； kx－运输线路系数，单线取 0.5； TR－每班人员进出井车辆时间和与其它车辆间隔时间总和， 为 60s ； D－每班运送其它材料次数，为 5 次/班； TQ－运送其它材料车间隔时间，为 60s ； M－吨煤用材料比重，为 1.5％； 32 TC－运材料车间隔时间，为 240s； PC－每次运材料重量，为 5t/次； 四、计算结果 副井提升能力计算：
A＝330×3×0.5×（5×3600-60-5× 60）/(104× 1.5％× 240/5) =1460 万 t/a 根据计算结果，矿井副井提升系统能力为 1460 万 t/a。
第三节 井下排水系统能力核定 一、系统描述 矿井由一采区中央泵房集中排水系统增加了二采区泵房，并通 过一采区泵房排水管路向地面排水 （一）一采区 正常涌水量 261.5m3/h，最大涌水量 475.5m3/h，排水泵房选用 5 台 MD650-80×3 型矿用耐磨多级离心泵，选配 YB630S1-4 型隔爆 电动机，功率 630kW，电压 10kV，转速 1480r/min，效率 81%，矿 井正常涌水时，水泵 2 台工作、2 台备用、1 台检修；矿井最大涌水 时， 4 台水泵同时工作。
主水仓容积：
4100 m3； 副水仓容积：
1650m3。
水泵房和主水仓设在九号煤西翼辅助运输大巷东端附近，排水 管路沿 9 号煤管子道和主斜井井筒敷设，排水距离约为 2250m，排 水垂高 185m。井下涌水汇集于井底水仓内，经 2 趟Ф 377×9 无缝 钢管由主排水泵房的水泵和顺序敷设于管子道、主斜井井筒及地面 的管路，排至设在工业场地的污水处理站。
（二）二采区 正常涌水量 599.6m3/h，最大涌水量 799.5m3/h，排水泵选用 5 33 台 MD650-80×5 型矿用耐磨多级离心泵，配 YB710S2-4 型、10kV、 1120kW 隔爆电动机，矿井正常涌水时，水泵 2 台工作、2 台备用、 1 台检修； 矿井最大涌水时， 4 台水泵同时工作。
主水仓容积：
6912m3； 副水仓容积：4602m3。
水泵房和主水仓设在九号煤东翼辅助运输大巷东端附近，井下 涌水汇集于二采区主水仓内，排水管路沿二采区 9 号煤管子道→9 煤回风大巷敷设→南翼回风大巷→西翼回风大巷→主斜井→主井地 面污水处理站；排水距离约 6000m，排水垂高 281m。
二、必备条件 一采区排水系统完善，设备、设施完好，运行正常，每年雨季 之前，均委托具备资质的检测机构进行水泵性能测试，并对所有工 作水泵和备用水泵进行联合排水试验；二采区水泵选型正确。
三、参数确定 （一）计算公式 1.矿井正常涌水时排水能力： 20B An ? 330 4 n (万t / a) 10 Pn 式中：
An—排正常涌水时的能力，万 t/a； Bn—工作水泵小时排水能力，m3/h； Pn—上一年度平均日产吨煤所需排出的正常涌水量，m3/t。
2．矿井最大涌水时排水能力： 20B Am ? 330 4 m (万t / a) 10 Pm 式中： 34 Am—排最大涌水时的能力，万 t/a； Bm—工作水泵加备用水泵的小时排水能力，m3/h； Pm—上一年度平均日产吨煤所需排出的最大涌水量，m3/t。
（二）参数选择 1.一采区 （1）正常涌水时，生产能力参数。
Bn－水泵排水能力， 根据 2012 年安全检验报告， 测定中央水泵 房 1 ＃ ～ 5 ＃ 水 泵 单 泵平 均 排水 量 为 528.54m3/h （ 小 于 额 定 的 650m3/h） 。
本报告按技术测定数据计算如下：528.54× 2＝1057.08m3/h； Pn－上年度平均日产吨煤需排出正常涌水量，按矿井正常涌水 量 265m3/h 及 2012 年产量 800 万吨计算：
矿井正常涌水量 Qn＝265m? /h。则平均日产吨煤正常涌水量 Pn＝Qn×24/（8000000/330） ＝265×24/（8000000/330） ＝0.262（m? / t） （2）最大涌水时，生产能力参数。
Bm－工作水泵加备用水泵排水能力，取 528.54× 4＝2114.1m3； Pm－上年度平均日产吨煤所需排出最大涌水量，按矿井最大涌 水量 475.5m3/h 及 2012 年产量 800 万吨，计算：
矿井最大涌水量 Qm＝475.5m? /t。则平均日产吨煤最大涌水量 Pm＝Qn×24/（8000000/330） ＝475.5×24/（8000000/330） ＝0.47（m? / t） 35 2.二采区 二采区水泵房的排水系统属于一级排水系统，将二采区涌水直 接排到地面，计算如下: （1）正常涌水时，生产能力参数 Bn－水泵排水能力，取 650× 2＝1300m3/h； Pn－上年度平均日产吨煤需排出正常涌水量，按矿井正常涌水 量 599.6m3 /h 及 2012 年产量 800 万吨，计算矿井正常涌水量 Qn＝ 599.6m3/h。则平均日产吨煤正常涌水量 Pn＝Qn×24/（8000000/330） ＝599.6×24/（8000000/330） ＝0.5936（m? / t） （2）最大涌水时，生产能力参数 Bm－工作水泵加备用水泵排水能力，取 650× 4＝2600m3/h； Pm－上年度平均日产吨煤所需排出最大涌水量，按矿井最大涌 水量 799.5m3/h 及 2012 年产量 800 万吨，计算: 矿井最大涌水量 Qm＝799.5m? /t。则平均日产吨煤最大涌水量 Pm＝Qn×24/（8000000/330） ＝799.5×24/（8000000/330） ＝0.791（m? / t） 四、计算结果 （一）一采区 1.水仓的有效容积量校验 矿井主水仓容积：4100m3，副水仓容积：1650m3，水仓容积共 计 5750m3，矿井正常涌水量 261.5m3/h。 36 核定公式：V≥8QS 式中：
V－主要水仓的有效容积量，m3； QS－矿井每小时正常用水量，m3/h。
由《煤矿安全规程》280 条可知：水仓的空仓容量应当经常保 持在总容量的 50%以上（空容积系数 0.5~1） ，取该水仓空容积系数 0.85 进行校验。校验结果如下：
主水仓有效容能量 4100m3× 0.85=3485m3； 8 倍的正常涌水量 8×261.5＝2092m3。
主水仓实际容量 3485m3 大于 8 倍的正常涌水量 2092m3，符合 《煤矿安全规程》规定，满足要求。
2.水泵能力校验 《煤矿安全规程》 第 178 条规定， 工作水泵的能力， 应能在 20h 内排出矿井 24h 的正常涌水量。
正常涌水时，泵房 2 台泵工作，20h 的排水量：
528.54×2×20＝21141.6m3 工作水泵和备用水泵的总排水能力为：
528.54×4×20＝42283.2m3 24h 的正常涌水量：261.5× 24＝6276m3＜21141.6m3。
24h 的最大涌水量：475.5× 24＝11412m3＜42283.2m3。
计算表明，正常涌水和最大涌水时，该矿泵房均能在 20h 排出 24h 的涌水量，符合《煤矿安全规程》规定。
3.水泵生产能力计算 一采区中央水泵房的排水系统属一级排水系统，将矿井涌水直 37 接排到地面，计算如下: （1）排正常涌水时生产能力 20B An ? 330 4 n 10 Pn =330×20× 1057.08/（10000× 0.262） =2662 万 t/a。
（2）排最大涌水时生产能力 20B Am ? 330 4 m 10 Pm =330×20× 2114.1/（10000× 0.47） =2968 万 t/a。
由计算结果可知， 矿井一采区排水系统生产能力为 2662 万 t/a。
（二）二采区 1.水仓的有效容积校验 二采区主水仓容积：6912m3，副水仓容积：4602m3，水仓容积 共计 11514m3，矿井正常涌水量 599.6m3/h。
核定公式：V≥8QS 式中：
V－主要水仓的有效容积量，m3； QS－矿井每小时正常用水量，m3/h。
由《煤矿安全规程》280 条可知：水仓的空仓容量应当经常保 持在总容量的 50%以上（空容积系数 0.5~1） ，取该水仓空容积系数 0.85 进行校验。校验结果如下：
主水仓有效容能量 6912m3× 0.85=5875.2m3； 38 8 倍的正常涌水量为 8× 599.6＝4796.8m3。
主水仓实际容量 5875.2m3 大于 8 倍的正常涌水量 4796.8m3， 符 合《煤矿安全规程》规定，满足要求。
2.水泵能力校验 《煤矿安全规程》 第 178 条规定， 工作水泵的能力， 应能在 20h 内排出矿井 24h 的正常涌水量。
根据设计，正常涌水时，泵房 2 台泵工作，20h 的排水量：
650× 2×20＝26000m3； 工作水泵和备用水泵的总排水能力：650× 4× 20＝52000m3； 正常涌水时 24h 的涌水量：599.6× 24＝14390m3＜26000m3； 最大涌水时 24h 的涌水量：799.5× 24＝19188m3＜52000m3。
计算表明，正常涌水和最大涌水时，该矿泵房均能在 20h 排出 24h 的涌水量，符合《煤矿安全规程》规定。
3.水泵生产能力计算 （1）正常涌水时生产能力 20B An ? 330 4 n 10 Pn =330×20×1300/（10000× 0.5936） =1445 万 t/a。
（2）最大涌水时生产能力 20B Am ? 330 4 m 10 Pm =330×20×2600/（10000× 0.791） =2169 万 t/a。 39 （三）核定结果 根据以上对一采区及二采区主排水系统生产能力校验和计算， 取其最小值，确定该矿排水系统能力为 1445 万 t/a。
第四节 供电系统能力核定 一、系统描述 矿井供电为 35kV 双回路供电， 第一回路电源以 LGJ-240/5.2km 的 35kV 架空线路引自向阳堡 220kV 变电站，第二回路电源以 LGJ-240/1.0km 的 35kV 架空线路引自木瓜界 110kV 变电站。两回 路一用一备，备用回路带电备用。
副井场地 35kV 变电所至主井场地 35kV 变电所 35kV 电源架空 线路导线截面为 LGJ-95。
主井场地 35/10kV 变电所内设 S10-M-6300/35 、 35± 3× 2.5%/10kV 、 6300kVA 双 卷 变 压 器 两 台 。
副 井 场 地 35/10kV 变 电 所 内 设 SZ10-M-12500/35、35± 3×2.5%/10kV、12500kVA 双卷变压器两台。
在二采区地面新建风井场地建 35kV 变电所一座。
35kV 变电所 35kV 、 10kV 母 线 均采 用单母 线分 段接线 型式； 主变压 器选 用 SZ11-25000/35 35± 3×2.5%/10.5kV 25000kVA 低 损 耗变 压器 两 台，正常工作时一用一备，室外安装。
一采区供电电源来自井下中央变电所四回路 10kV 进线，每回 路电缆均选用 MYJV22-10kV 3× 240mm2，经副斜井井筒引自副井 工业场地 35kV 变电所 10kV 不同的母线段上， 入井电缆长度 2400m。
二采区供电电源来自二采区地面变电站至井下 4 煤、9 煤变电 所共 8 趟入井电缆，均采用 MYJV42-8.7/10 3× 240 型煤矿专用交 3× 240 联电力电缆。其中，至 4 煤变电所的 4 路 MYJV42-8.7/10 40 电源电缆，两回运行两回热备，形成 4 煤采区的双回路供电，电缆 长度 4×450m； 至 9 煤变电所的 4 路 MYJV42-8.7/10 3× 240 电源电 缆，两回运行两回热备，形成 9 煤采区的双回路供电，电缆长度 4× 500m。
二、必备条件 供电系统合理，设备、设施及保护装置完善，技术性能符合规 定要求，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。矿井两回路电源独立、稳 定，不存在任何分接的负荷。
三、参数确定 （一）计算公式 1.电源线路生产能力 计算公式：A＝ 330 ? 16 ? 式中：
A－电源线路的折算能力，万 t/a； P－线路合理、允许的供电容量，kW；按线路允许载流量计 算，但线路电压降不得超过 5%； w－矿井吨煤综合电耗，kWh/t；为上年度实际统计的综合电 耗。
2.主变压器生产能力 计算公式：A= 330 ? 16 ? 式中：
A－变压器的折算能力，万 t/a； 41 P 10 ? w 4 S ?? 10 4 ? w S－工作变压器容量，kVA； ψ－全矿井功率因数，取 0.9； w－矿井吨煤综合电耗，kWh/t；同电源线路核定计算式中的采 用数。
（二）参数校核 1.一采区 副井场地变电所 2012 年实际用电负荷 15791kW；主井场地变 电所实际用电负荷 2881kW。
2012 年全矿用电量为 5305.33 万 kWh， 副井场地变电所 3731.328 万 kWh，主井场地变电所 1574 万 kWh。
（1）电源线路安全载流量及压降校核 1）安全载流量校核 a.副井场地变电所 计算公式：I＝ 15791 3 ? 35 ? 0.9 ＝289.4A 线路 LGJ-240 型钢芯铝绞线，允许载流量：环境温度 25℃时为 589A （查表） ，考虑环境温度 40℃时温度校正系数 0.81，则 Ix＝ 589× 0.81＝477A。
Ix＝477A＞I＝289.4A b.主井场地变电所 计算公式：I＝ 2881 3 ? 35 ? 0.9 ＝52.8A 线路 LGJ-95 型钢芯铝绞线，允许载流量：环境温度 25℃时为 295A（查表） ，考虑环境温度 40℃时温度校正系数 0.81，则 Ix＝ 295× 0.81＝238.95A。I x＝238A＞I＝52.8A。
2）线路压降校核 42 a.副井场地变电所 LGJ-240 线路单位负荷矩时电压损失百分数：cosΦ＝0.9 时为 0.0266%/MW· km（查表） 。
则副井电源线路电压降为：
△U1%＝35.687×5.2×0.0266%＝4.93%＜5% 其中：负荷为 35.687MW，线路长取一回路最长 5.2km。
b.主井场地变电所 主井变电所的电源经 LGJ-95 线路取自副井变电所，由于线路 较短压降较小，由副井变电站的压降计算可知，其亦满足要求。
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。
（2）下井电缆安全载流量及压降校核 1）下井电缆安全载流量校核 井下负荷电流计算公式：Ij＝ 14816 3 ? 10 ? 0.8 ＝1069A； MYJV22-10kV-3×240 电缆 4 回， 每一回载流量为 488A （查表） ， 则 4 回允许载流量为：
IX1＝4×488＝1952A； 当一回故障停止送电时，其余 3 回允许载流量：
IX2＝3×488＝1464A； IX2＝1464A＞I j＝1069A 2）下井电缆压降校核 MYJV22-10kV-3×240 电缆单位负荷矩时电压损失百分数：
当 cosΦ＝0.8 时，为 0.147%/MW· km（查表） 则每根电缆线路电压降为：
△U2%＝（14.816×2.4×0.147%）/4＝1.307%＜5% 43 其中：井下负荷为 14.816MW，线路长 2.4km。
由以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，其余电缆能满足井下全部负荷用电。
2.二采区 根据二采区初步设计，开采二采区时电力负荷估算：
用电设备总台数：172 台； 用电设备工作台数：158 台； 用电设备总容量：40728kW； 用电设备工作容量：36268kW。
二采区井下负荷估算：
用电设备总台数：170 台； 用电设备工作台数：157 台； 用电设备总容量：37518kW； 用电设备工作容量：34658kW； 新建风井场地 35kV 变电所用电负荷设计计算 20473.7kW。
（1）电源线路安全载流量及压降校核 1）安全载流量校核 新建风井场地 35kV 变电所 计算公式：I＝ 20473 .7 3 ? 35 ? 0.9 ＝375.26A 线路 LGJ-240 型钢芯铝绞线，允许载流量：环境温度 25℃时为 589A（查表） ，考虑环境温度 40℃时温度校正系数 0.81，则 Ix＝ 589× 0.81＝477A。
Ix＝477A＞I＝375.26A 2）线路压降校核 44 新建风井场地 35kV 变电所 LGJ-240 线路单位负荷矩时电压损失百分数：cosΦ＝0.9 时为 0.0266%/MW· km（查表） 。
则引自向阳堡 220kV 变电站电源线路电压降为：
△U1%＝20.4737×6×0.0266%＝3.27%＜5% 则引自木瓜界 110kV 变电站电源线路电压降为：
△U1%＝20.4737×6×0.0266%＝3.27%＜5% （2）下井电缆安全载流量及压降校核 1）4 煤下井电缆安全载流量校核 根据二采区初步设计，4 煤正常生产期间负荷 功率为 10383.3kW：
井下负荷电流计算公式：Ij＝ MYJV42-8.7/10 10383.3 3 ? 10 ? 0.8 ＝749.35A； 3×240 电缆 4 回，每一回载流量为 488A（查 表） ，则 4 回允许载流量为：
IX1＝4×488＝1952A； 当一回故障停止送电时，其余 3 回允许载流量：
IX2＝3×488＝1464A； IX2＝1464A＞I j＝749.35A 2）9 煤下井电缆安全载流量校核 根据 二采区初 步设计可 得， 9 煤 正常生产期 间负荷功 率为 11183.6kW：
井下负荷电流计算公式：Ij＝ MYJV42-8.7/10 11183.6 3 ? 10 ? 0.8 ＝807.13A； 3×240 电缆 4 回，每一回载流量为 488A（查 45 表） ，则 4 回允许载流量为：
IX1＝4×488＝1952A； 当一回故障停止送电时，其余 3 回允许载流量：
IX2＝3×488＝1464A； IX2＝1464A＞I j＝807.13A （3）下井电缆压降校核 1）4 煤下井电缆压降 MYJV42-8.7/10 3×240 电缆单位负荷矩时电压损失百分数： 当 cosΦ＝0.8 时，为 0.147%/MW· km 则每根电缆线路电压降为：
△U2%＝（10.3833×0.45× 0.147%）/4＝0.17%＜5% 其中：井下负荷为 10.3833MW，线路长 0.45km。
由以上校验可知二采区 4 煤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，其余电缆能满足井下全部负荷用电。
2）9 煤下井电缆压降 MYJV42-8.7/10 3×240 电缆单位负荷矩时电压损失百分数： 当 cosΦ＝0.8 时，为 0.147%/MW· km 则每根电缆线路电压降为：
△U2%＝（11.1836×0.5× 0.147%）/4＝0.21%＜5% 其中：井下负荷为 11.1836MW，线路长 0.5km。
由以上校验可知二采区 9 煤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，其余电缆能满足井下全部负荷用电。 46 （三）参数选择 1.一采区 （1）副井场地变电所电源线路能力 A＝ 330 ? 16 ? 式中：
P－线路合理、允许的供电容量，当一回路线路允许载流量为 477A 时，允许供电容量：P＝ 3 × 477× 35× 0.9＝26024.166kW； 当 线 路 压 降 为 5% 时 ， 允 许 供 电 容 量 ：
P ＝ 36.148MW 则线路合理，允许供电容量取 26024kW。
w— 矿 井 吨 煤 综 合 电 耗 ， 上 年 度 吨 煤 综 合 电 耗 ：
W=5305/800=6.6kWh/t。
（2）主井场地变电所电源线路能力 因其线路取自副井线路电源，不再增加该线路电源线路能力。
（3）主变压器生产能力 5％ ＝ 0.0266％? 5.2 P 10 ? w 4 S ?Ψ A=330× 16× 4 10 w 矿井上、下负荷均为副井和主井 35/10kV 变电站内 4 台主变供 电，变电站内设两台 12500kVA、两台 6300kVA 变压器。Ψ 为矿井 的功率因数， 取 0.9，矿井吨煤综合电耗，同电源线路核定计算式中 的采用数 6.6kWh/t。
2.二采区 （1）向阳堡 35kV 电源线路能力： 47 A＝ 330 ? 16 ? 式中： P 10 ? w 4 P－线路合理、允许的供电容量；当一回路线路允许载流量为 477A 时，允许供电容量：
P＝ 3 ×477×35×0.9＝26024.166kW； 当线路压降为 5%时，允许供电容量：
P＝ 5％ ＝31.328MW 0.0266％ ? 6 则线路合理，允许供电容量取 26024kW。
w—矿井吨煤综合电耗，上年度吨煤综合电耗：
根据 XXXX 二采区初步设计可得：w＝6.1kWh。
（2）木瓜界 35kV 变电所电源线路 A＝ 330 ? 16 ? 式中：
P－线路合理、允许的供电容量：
当一回路线路允许载流量为 477A 时，允许供电容量：
P＝ 3 ×477×35×0.9＝26024.166kW； 当线路压降为 5%时，允许供电容量：
P＝ 5％ ＝31.328MW 0.0266％ ? 6 P 10 ? w 4 则线路合理，允许供电容量取 26024kW。
w—矿井吨煤综合电耗，上年度吨煤综合电耗：
根据 XXXX 二采区初步设计可得：w＝6.1kWh。
（3） 二采区地面新建风井场地 35kV 变电站主变压器供电生产 48 能力 二采区井下负荷均为新建风井场地 35kV 变电站主变压器供电， 变电站内两台 25000kVA 为二采区生产主变压器。 S ?Ψ A=330×16× 4 10 w 式中：
S—变压器的容量，25000kVA； Ψ—为矿井的功率因数，取 0.9； W—矿井吨煤综合电耗， 根据 XXXX 二采区初步设计可得：w＝6.1kWh。
四、计算结果 （一）一采区 （1）副井场地变电所电源线路能力：
A＝ 330 ? 16 ? P 26024.166 ＝330× 16× 4 ＝2081 万 t/a。
10 ? w 10 ? 6.6 4 （2）主井场地变电所电源线路能力 因其线路取自副井线路电源，不再增加该线路电源线路能力。
（3）主变压器生产能力 S ?Ψ A=330×16× 4 10 w ＝330×16× （ 12500 ? 6300）? 0.9 10 4 ? 6.6 ＝1353 万 t/a 根据以上校验和计算，该矿一采区副井场地电源线路和下井电 缆符合规程要求。根据线路及变压器的能力计算，确定该矿一采区 供电系统能力为 1353 万 t/a。 49 （二）二采区 1.向阳堡 35kV 电源线路能力：
A＝ 330 ? 16 ? P ＝330× 16×26024.166 ＝2252.58 万 t/a 10 ? w 10 4 ? 6.1 4 2.木瓜界 35kV 变电所电源线路 A＝ 330 ? 16 ? P ＝330× 16×26024.166 ＝2252.58 万 t/a 10 ? w 10 4 ? 6.1 4 3.二采区地面新建风井场地 35kV 变电所主变压器供电生产能 力 S ?Ψ ? 0.9 A=330×16× 4 ＝330× 16×25000 ＝1947.54 万 t/a 4 10 ? 6.1 10 w 合计核定二采区供电能力为：1947.54 万 t/a。
（三）核定结果 根据以上校验和计算，一采区供电系统能力为 1353 万 t/a，二 采区供电系统能力为 1947.54 万 t/a。
综合确定矿井供电系统生产能力为 1353 万 t/a。
第五节 井下运输系统能力核定 一、系统描述 XXXX 井下原煤运输系统由里向外分别由 7#、6#、5#、4#带式 输送机运输。
井下主运系统全部实现带式输送机运输，输送机之间采用煤仓 或直接搭接的方式进行过渡，全部使用钢绳芯阻燃胶带，均有产品 合格证和阻燃性能测试报告，符合国家标准及《煤矿安全规程》规 定。
井下各带式输送机主要参数如下：
四煤主运带式输送机（7#） ，型号为 DTL160\420\3× 1120，运输 50 距离 3522m，运输能力 4200 t/h，运输倾角-1.5～1.4° ，带速 4.5m/s。
东翼主运带式输送机（6#） ，型号为 DTL160/420/4× 1120，运输 距离 1550m，运输能力 4200 t/h，运输倾角 0～9° ，带速 4.5m/s 。
南翼主运带式输送机（5#） ，型号为 DTL160\420\3× 1120，运输 距离 1800m，运输能力 4200 t/h，运输倾角 0～9° ，带速 4.5m/s 。
西翼主运带式输送机（4#） ，型号为 DTL160\420\2× 630，运输 距离 540m，运输能力 4200t/h，运输倾角 2~4° ，带速 4.5m/s 。
二、必备条件 井下运输系统完善，保护齐全，运转正常，井下带式输送机巷 道煤仓上口全部安装了标准统一的安全防护栏；上运带式输送机安 装了防逆转装置和制动装置，下运带式输送机安装了制动装置；各 输送机全部正常配置和使用堆煤、超温、跑偏、纵撕、打滑、烟雾 和超温洒水等安全保护装置。
三、参数确定 （一）计算公式 主井采用带式输送机运输，提升能力核定按下式计算： A ? 330 k ? B 2 ? v ?? ?C ?t (万t / a) 104 k1 式中：
A—年运输量，万 t/a； k—输送机负载断面系数； B—输送机带宽，mm； v—输送机带速，m/s ； γ—松散煤堆容积重，t/m3，取 0.85~0.9； C—输送机倾角系数； 51 t—日提升时间，16h 或 18h，当乘人时，应扣除运送人员时间； k1—运输不均匀系数，取 1.2。
（二）参数选择 西翼主运带式输送机倾角为 2～4° ，C＝0.985； 南翼主运带式输送机倾角为 0～9° ，C＝0.9475； 东翼主运带式输送机倾角为 0～9° ，C＝0.9475； 四煤主运带式输送机倾角为-1.5～1.4° ，C＝0.994； k1—运输不均匀系数取 1.2； t－日提升时间，取 16h。
四、计算结果 （1）西翼主运带式输送机运输能力核定 A ? 330? k ? B2 ? v ? r ? C ? t 104 ? k1 (万t / a) ＝330×470×1.6× 1.6× 4.5× 0.85× 0.985× 16/（104× 1.2） ＝1994.6 万 t/a （2）南翼主运带式输送机运输能力核定 k ? B2 ? v ? r ? C ? t A ? 330? 104 ? k1 (万t / a) ＝330×470×1.6× 1.6× 4.5× 0.85× 0.9475× 16/（104× 1.2） ＝1918.6 万 t/a （3）东翼主运带式输送机运输能力核定 k ? B2 ? v ? r ? C ? t A ? 330? 104 ? k1 (万t / a) ＝330×470×1.6×1.6× 4.5× 0.85× 0.9475× 16/（104× 1.2） 52 ＝1918.6 万 t/a （4）四煤主运带式输送机运输能力核定 k ? B2 ? v ? r ? C ? t A ? 330? 104 ? k1 (万t / a) ＝330×470×1.6×1.6× 4.5× 0.85× 0.994× 16/（104× 1.2） ＝2016t/a 根据井下煤流运输系统图，可知井下煤流运输系统能力最小的 一个环节是东翼和南翼主运带式输送机。因此，井下运输系统生产 能力为 1918.6 万 t/a。
第六节 采掘工作面能力核定 一、系统描述 （一）采煤工作面 采用长壁后退式采煤方法，全部垮落法管理顶板，4、9 煤采用 综采放顶煤工艺。采煤工作面机械化装备情况见表 4-3： 表 4-3 采煤工作面机械化装备配置表 综采机械 放顶煤液压支架 过渡液压支架 端头支架 超前液压支架 采煤机 前部刮板运输机 后部刮板运输机 转载机 破碎机 可伸缩带式运输机 39109 工作面 ZF10000/23/37 ZFG10000/23/37 ZT13500/25/37 ZFDC10300/25/43 SL750 SGZ1000/2×1000 SGZ1200/2×1000 SZZ1200/700 PCM400 SDJ1400/2× 450 53 （二）掘进工作面 采用综合机械化掘进工艺。掘进工作面机械化装备见下表 4-4： 表 4-4 设备名称 掘进机 带式输送机 刮板运输机 风动锚杆机 风煤钻 气动支腿式帮锚杆机 掘进工作面机械化装备配置表 型号 EBZ260 SSJ-1000 SGS-620/40T MQT-130 MQS-6.0-2.1 MQTB-80/2.0 矿井 2009 年投产，一井一面达到设计能力。2014 年起，因生 产系统变化和提高煤质与生产能力利用率的需要，全矿生产布局为 为一采区 9 煤和二采区 4 煤两个煤层搭配开采， 矿井增加一个采区、 一个 4 煤综放工作面生产，采掘比为 2：4。鉴于生产系统和采场条 件有较大变化， 前三年采掘工作面生产情况不能准确反映今后实际， 根据矿井采煤工作面作业规程循环作业图表、近期生产和今后三年 采掘接替安排等情况，采用特殊法分别计算采煤工作面生产能力和 掘进煤量，确定采掘工作面生产能力。
二、必备条件 矿井分为两个采区，一采区正在生产，在 9 煤层中布置一个综 放工作面；二采区正在准备，在 4 煤布置一个综放工作面，2013 年 底具备回采条件。
矿井严格按定编定员标准组织生产，生产系统齐全、可靠，不 存在非正规下山开采。截至 2012 年末，矿井开拓煤量为 40.612Mt、 准备煤量为 24.326Mt、回采煤量为 5.442Mt，可采期分别为 6.77a、 4.05a、0.91a，符合国家有关规定要求。 54 三、参数确定 （一）计算公式 1.采煤工作面计算公式 Ac＝104×l×h×r×b×n× N× c× a 式中：
l——采煤工作面平均长度，m； h——采煤工作面平均高度，m； r——原煤视密度，t/m3； b——采煤工作面平均日推进度， m； n——年工作日，d； N——正规循环作业系数，%； c——采煤工作面回采率，%； a——工作面平均个数，个。
2.掘进工作面计算公式 AJ ? 10?4 r ? Si Li i ?1 n 式中：
Si——平均巷道纯煤面积，m2； Li——纯煤巷道总长度，m； r——原煤视密度，t/m3。
（二）参数选择 1.采煤工作面 矿井后三年采煤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 4-5。
有关采煤工作面平均面长、平均采高、平均日进度计算如下： 55 工作面平均面长=2783250/9366=297.17（m） 平均采高=3301.89×10000/（2783250× 1.46× 0.85）=9.56（m） 平 均 日 推 进 度 =9366/[885/ （ 2× 0.8 ） +2156/ （ 6× 0.8 ） +1788/ （10× 0.8）+2237/（10×0.8）+2300/（10× 0.8）]=5.22（m） 。 56 表 4-5 2014~2016 年回采工作面参数 长度 工作面 （m） 39110 39201 34201 34202 34203 小计 885 2156 1788 2237 2300 9366 （m） 270 300 300 300 300 1470 （m） 12.3 11.5 8.5 8.5 8.5 （万 t） 377.23 923.08 565.82 707.91 727.85 3301.89 （m2 ） 238950 646800 536400 671100 690000 2783250 （m） 循环数 3.3 3.3 3.3 3.3 3.3 2 6 10 10 10 面长 煤层厚度 可采储量 面积 采高 日正规 平均 平均日 采高 推进度 度（ m） 均长度 （ m） （m） （m） 循环进 工作面平 0.8 0.8 0.8 0.8 0.8 297.17 9.56 5.22 57 表 4-6 采煤队 工作面 编号 39110 综采一队 39201 合计 34201 34202 综采二队 34203 合计 全矿 总计 728 2002 3223 工作面可采 储量（万 t） 298 923 1221 529 708 2014~2016 年采煤工作面接续表 接续起止日期 2014.1~2015.3 2015.3~2016.12 251 2014.1~2014.10 2014.10~2016.1 2016.1~2016.12 719 970 505 970 529 190 505 13 472 485 970 2014 年 （万 t） 251 2015 年 （万 t） 47 418 465 485 485 2016 年 （万 t） 综上，采煤工作面各参数选择如下：
L—采煤工作面平均长度，取 297.17m； h—采煤工作面煤层平均采高，取 9.56 m； r—原煤视密度，取 1.46t/m3； b—采煤工作面平均日推进度，5.22m/d； n—年工作日数，取 330； N—正规循环作业系数，取值范围 0.8~0.9，考虑放顶煤均衡因 素，取 0.85； c—工作面回采率，特厚煤层综放，取 85%； a—回采工作面平均个数，取 2 个。
2.掘进工作面 矿井后三年掘进工作面生产接续实际指标作为计算参数的基本 依据。工作面平均断面、巷道总进尺见表 4-7。 60 表 4-7 地点 2014~2016 年煤巷掘进工作面参数 净煤断面 (m2 ) 18.2 18.2 18.2 18.2 18.2 18.2 18.2 18.2 18.2 18.2 29.8 29.8 29.8 29.8 21.8 19.2 19.2 21.8 19.2 19.2 33.8 19.5 总进尺 (m) 2300 2270 2390 2420 1890 970 1840 1900 2300 2340 300 300 300 320 1330 1270 1270 2526 1470 2406 540 32625 34202 主运巷 34202 辅运巷 34203 主运巷 34203 辅运巷 34204 主运巷 34204 辅运巷 39201 主运巷 39201 辅运巷 39202 主运巷 39202 辅运巷 34202 工作面切眼 34203 工作面切眼 34204 工作面切眼 39201 工作面切眼 4 煤辅运大巷 4 煤主运大巷 4 煤回风大巷 9 煤辅运大巷 9 煤主运大巷 9 煤回风大巷 其它巷道 合 计 四、计算结果 （一）采煤工作面 Ac＝10-4×l×h×r×b×n×N× c× a =10-4×297.17×9.56×1.46× 5.22× 330× 0.85× 0.85× 2 =1032.4 万 t/a。
（二）掘进工作面 AJ ? 10 r ? S i Li ?4 i ?1 n 59 ＝10-4×1.46×19.5×32625/3 ＝31 万 t/a。
（三）采掘工作面能力 A=Ac+Aj =1032.4+31 =1063.4 万 t/a。
综上，采掘工作能力为 1063.4 万 t/a。
第七节 通风系统能力核定 一、系统描述 （一）通风系统 矿井投产时为中央并列式通风方式， 抽出式通风方法， 主斜井、 副斜井进风、 回风斜井回风。
二采区投产后为中央分列式通风方式， 主斜井、副斜井、原回风斜井进风，回风立井回风。目前，矿井主 要用风地点为 2 个采煤工作面（一用一备） 、4 个掘进工作面、5 个 独立通风硐室、7 个其它地点供风巷道。2013 年 9 月实测矿井总进 风量为 10242m3/min，矿井有效风量率为 90.7%，等积孔为 3.8m2。
本次通风能力核算按原“两进一回”通风方式，一采区 1 个采 煤工作面，二采区 1 个采煤工作面时进行核算。
（二）分区通风情况 矿井供风 2 个采区，一采区有 1 个 9 煤采煤工作面、4 个独立 通风硐室、6 个其它地点供风巷道；二采区有 1 个 4 煤采煤工作面， 4 个掘进工作面、4 个独立通风硐室、1 个其它地点供风巷道。矿井 设有专用回风道，机电硐室、变电所、材料库都有独立的回风道， 各个地点均实现独立供风。矿井内主要进回风巷道间的风门均安设 两道正反向风门，通风系统正规，风量充足。 60 （三）通风设备 矿井通风机为轴流式通风机，相关技术参数见表 4-8。 表 4-8 主通风机技术参数表 回风斜井主要通风机 FBCDZ-10- №.30 43° /46° 740 10474 2800 YBF1120-10K 2× 560 3.8 主要通风机参数名称 风机型号 双级运行叶片角度 转速(r/min) 风量（m3 /min） 风压（mmH2 O） 电机型号 电机功率（kW） 等积孔（m2 ） 二、必备条件 矿井具有独立完整可靠的通风系统及防火、防尘、安全监控系 统，通风设施齐全可靠，主要通风机经具备资质的检测检验机构测 试合格。安全检测仪器、仪表齐全可靠，局部通风机的安装和使用 符合规定，矿井瓦斯管理符合有关规程规定。
三、参数确定 （一）计算公式 井下各用风地点需风量计算: Q =（∑Q 采+∑Q 掘+∑Q 硐+∑Q 备+∑Q 其它）× K （m3/min） 式中: ∑Q 采—采煤工作面实际需要风量的总和， （m3/min） ； ∑Q 掘—掘进工作面实际需要风量的总和， （m3/min） ； ∑Q 硐—硐室实际需要风量的总和， （m3/min） ； ∑Q 备—备用工作面实际需要风量的总和， （m3/min） ； ∑Q 其它—矿井除了采掘硐室地点以外的其它巷道需风量的总 61 和， （m3/min） ； K—矿井通风需风系数 1.15～1.2，取 1.2。
（二）参数选择 1.矿井需风量计算 根据《煤矿通风能力核定标准》 （AQ1056-2008）要求采用由里 向外核算法进行通风能力核定。
（1）采煤工作面的实际需要风量计算：
采煤工作面实际需要风量，按各采煤工作面实际需要风量的总 和计算：∑Q 采= Q 采 1+Q 采 2+Q 采 3+…+Q 采 n 每个采煤工作面实际需要风量按工作面气象条件、 瓦斯涌出量、 二氧化碳涌出量、 人员和爆破后产生的有害气体产生量等分别计算， 然后取最大值。备用工作面一个，风量取采煤工作面计算风量的 50%。
各采煤工作面的需风量核算见表 4-9。 62 表 4-9 采煤工作面需风量计算表 工作面 按瓦斯涌出量 按气象条件计算 Q 采=100× q 采× KCH4 Q 采=60× 70%× Vf× Sf× kh× k1 100× 0.5× 1.5=75 60× 0.7× 1.0× 16.5× 1.2× 1.4= 39110 1164 工作面 按二氧化碳涌出量 按工作人员数量验 按风速进行验算 需风量 计算 Q 采=67· qc· kc 算 Q 采＞4× Nf 15× Sb× 70%＜Q 采＜240Sf× 70% 67× 1.4× 1.2=113 4× 40=160 15× 5.2× 3.3× 0.7=180 ＜ Q 采 1164 =1164＜240× 4.8× 3.3× 0.7=2661 34201 100× 0.4× 1.4=56 60× 0.7× 1.0× 16.5× 1.2× 1.4= 67× 1.1× 1.2=88 4× 40=160 15× 5.2× 3.3× 0.7=180 ＜ Q 采 1164 工作面 1164 =1164＜240× 4.8× 3.3× 0.7=2661 备用工 582 作面 合计 2910 说明：
Q 采—回采工作面实际需要风量； q 采—回采工作面回风巷风流中瓦斯的平均绝对涌出量，矿井统计的平均绝对瓦斯涌出量为 0.5m3 /min； kh —采煤工作面采高调整系数，根据 AQ1056-2008，采高大于 2.5m 及放顶煤，取 1.2； k1 —采煤工作面长度调整系数，根据 AQ1056-2008，工作面长度大于 180m 时，取值 1.4； KCH4 —采面瓦斯涌出不均衡通风系数，取 1.5； qc—采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，根据矿井统计数据，取 1.4； kc—采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，取 1.2； Vf—采煤工作面风速，取 1.0m/s； 67—按采煤工作面回风流中二氧化碳的浓度 不超过 1.5%的换算系数； Sf—采煤工作面的平均断面积，取 16.5m2 ； Nf—采煤工作面同时工作的最多人数，取 40； Sb—验算采煤工作面最小风速的最大断面积，取 5.2× 3.3； Sf—验算采煤工作面最大风速的最小断面积，取 4.8m× 3.3m。 63 正常生产时，共有 2 个采煤工作面 1 个备用工作面，所以 ∑Q 采= Q 采 1+Q 采 2+Q 采 3+…+Q 采 n =1164+1164+582=2910 (m3/min) （2）掘进工作面实际需要风量计算 掘进实际总需风量按各独立通风掘进工作面实际需要风量总和 计算：
∑Q 掘= Q 掘 1+Q 掘 2+Q 掘 3+…+Q 掘 n Q 掘 1、Q 掘 2、Q 掘 3、…、Q 掘 n—各独立通风掘进工作面实际需要 风量，m3/min； 各掘进工作面的需风量核算见表 4-10。
系统正常生产时，共有 4 个掘进工作面，所以 ∑Q 掘= Q 掘 1+Q 掘 2+Q 掘 3+…+Q 掘 n =660+650+640+640=2590(m3/min) 64 表 4-10 掘进工作面 名称 34202 辅运巷 34202 主运巷 34203 辅运巷 34203 主运巷 按瓦斯涌出量 Qhf=100× qhg × khg 100× 0.04× 1.2=4.8 100× 0.05× 1.3=6.5 100× 0.04× 1.2=4.8 100× 0.04× 1.3=5.2 按二氧化碳涌出量 计算 Qf=67· qhc· khc 67× 0.14× 1.2=11.3 67× 0.15× 1.3=13 67× 0.14× 1.3=12.2 67× 0.11× 1.2=8.8 3 掘进工作面需风量计算表 按工作人员数量 验算 Qaf≥4× Nhf 390＞4× 25=100 380＞4× 25=100 370＞4× 25=100 370＞4× 25=100 按风速进行验算 15Shf≤Qa f≤240S 15× 18.2=273＜390＜240× 18.2=4368 15× 18.2=273＜380＜240× 18.2=4368 15× 18.2=273＜370＜240× 18.2=4368 15× 18.2=273＜370＜240× 18.2=4368 需风量 按炸药量计 按局部通风机实际 算 （不涉及） 吸风量计算 Qhf= Qaf· Ii +15Shd hf / / / / 390× 1+15× 18=660 380× 1+15× 18=650 370× 1+15× 18=640 370× 1+15× 18=640 660 650 640 640 4 个掘进工作面合计需要风量=2590m /min 说明：
qhg —掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量，根据统计资料，回风流中平均绝对瓦斯涌出量为 0.04； Khg —掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，根据统计资料，34202、34203 辅运巷取值 1.2，34202、34203 主运巷取值 1.3； 100—掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过 1%的换算系数； qhc—掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量； 67—掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不超过 1.5%的换算系数； Qaf—局部通风机实际吸风量； I—掘进工作面同时通风的局部通风机台数，取值 1； 0.15—无瓦斯涌出岩巷的允许最低风速； 0.25 —有瓦斯涌出的岩巷，半煤巷和煤巷允许的最低风速； Shd —局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积； Nhf—掘进工作面同时工作的最多人数，25 人； Shf—掘进工作面巷道的净断面。 65 （3）井下硐室需要风量: ∑Q 硐= Q 硐 1+Q 硐 2+Q 硐 3+…+Q 硐 n 式中：
∑Q 硐-所有独立通风硐室风量总和 Q 硐 1、Q 硐 2、Q 硐 3、Q 硐 n-不同独立通风硐室风量 目前矿井共有独立通风硐室 5 个，在保证硐室温度和有害气体 浓度符合《煤矿安全规程》规定的前提下，按《XXXX 集团公司矿 井风量计算细则》核算硐室需要风量。
各消防材料库、永久避难硐室需风量核算见表 4-11： 表 4-11 项 目 消防材料库、永久避难硐室需风量计算表 需要风量计算 Q 库=4V/60=4× 800/60=54 Q 库=4V/60=4× 1040/60=70 Q 库—井下材料库需要风量，V—井下材料库的体积。
单位：m3 /min 消防材料库 永久避难硐室 说 明 根据《XXXX 集团公司风量计算细则》 ，井下各硐室需风量核 算见表 4-12： 表 4-12 各硐室需风量计算表 地 点 单位：m3 /min 需要风量 150 150 150 9 煤东翼变电所 9 煤东翼主运机头硐室 4 煤变电所 根据以上核算，硐室需风量为：
∑Q 硐= Q 硐 1+Q 硐 2+Q 硐 3+…+Q 硐 n =54+70+150+150+150=574（m3/min） （4）其它井巷实际需要风量：
∑Q 其它=Q 其 1+Q 其 2+Q 其 3+...+Q 其 n 式中： 66 Q 其 1、 Q 其 2、 Q 其 3、 ...、 Q 其 n—各其它井巷实际需要风量， m3/min 其它井巷需风量核算见表 4-13。
根据核算，其它巷道实际需风量为：
∑Q 其它=Q 其 1+Q 其 2+Q 其 3+...+Q 其 n =153+166.5+162+163.8+166.5+157.5+166.5 =1135.8（m3 /min） 按最低风速，其它井巷需风量计算如表 4-13： 表 4-13 其它井巷需风量计算表 地 点 单 位：m3 /min 需要风量 Q 其＞9S=9× 17=153 Q 其＞9S=9× 18.5=166.5 Q 其＞9S=9× 18=162 Q 其＞9S=9× 18.2=163.8 Q 其＞9S=9× 18.5=166.5 Q 其＞9S=9× 17.5=157.5 Q 其＞9S=9× 18.5=166.5 1135.8 9 煤西翼辅运末端 9 煤西翼主运末端 9 煤东翼辅运西段 9 煤东翼辅运末端 39101 回风绕道 原 39108 主运调节 4 煤辅运末端 合计 说明：以上独立通风巷道均为全岩巷道，无瓦斯涌出，故 只按风速验证。 （5）按照矿用防爆车柴油机车尾气排放稀释需要风量计算： 表 4-14 矿用防爆车柴油机车尾气排放稀释需要风量计算 单位：m3 /min 地 点 需风量 Qdl=5.44× N dl× Pdl× kdl Qdl=5.44× 3× 120× 0.5=979 工作面安装期间 其中：
Qdl—该地点矿用防爆柴油机车尾气排放稀释需要风量； Ndl—该地点矿用防爆柴油车台数，3 台； 67 Pdl—该地点矿用防爆柴油车功率，120kW； kdl—配风系数， 该地点使用 1 台防爆柴油机车运输时， k 为 1.0， 该地点使用 2 台矿用防爆柴油机车运输时 k 为 0.75，该地点使用 3 台及以上矿用防爆柴油机车运输时 k 为 0.5； 5.44—每千瓦每分钟应 供给的最低风量。
（6）回风斜井需要风量计算: Q 回风斜井=(∑Q 采+∑Q 掘+∑Q 硐 +∑Q 其它)× K =(2910+2590+574+1135.8+979) × 1.2 = 8188.8× 1.2 =9826.6（m3/min） 通过以上计算，矿井总需风量为 9827m3/min。
2.通风能力核算 根据需风量计算可知，矿井需风量为 9827 m3/min，总进风量为 10242 m3/min，安排 2 个采煤工作面、4 个掘进工作面、一个备用工作 面，基本满足生产需要。
1）各煤层工作面特征见表 4-15、表 4-16、表 4-17。 表 4-15 工作面平均长（ m） 270 平均采高 （m） 3.3 39110 采煤工作面特征表 原煤视密度 （t/m3 ） 1.51 回采率 （%） 85 采煤方法 综 放 年工作日数（d） 330 生产能力（万 t/a） 225.1 放顶煤总厚度（ m） 工作面个数 日推进度（m/d） 12.3 1 表 4-16 工作面平均长（ m） 300 平均采高 （m） 3.3 1.6 34201 采煤工作面特征表 原煤视密度 （t/m3 ） 1.46 回采率 （%） 85 采煤方法 综 放 年工作日数（d） 330 生产能力（万 t/a） 835.4 放顶煤总厚度（ m） 工作面个数 日推进度（m/d） 8.5 1 8 68 表 4-17 综掘工作面特征表 掘进地点 34202 辅运巷 34202 主运巷 34203 辅运巷 34203 主运巷 合 计 巷道纯煤 原煤视密 日进尺 面积 3 度（t/m ） （m/d） （m2 ） 18.2 18.2 21.8 19.2 1.46 1.46 1.46 1.46 6.88 6.97 7.24 7.33 年工作日数 工作面个 （d） 数 330 330 330 330 1 1 1 1 生产能力 （万 t/a） 6.03 6.11 7.6 6.78 26.52 四、计算结果 （一）根据由里向外核算法计算矿井通风系统生产能力 A 回风斜 井= ? A采i ? ? A掘j （万 t/a） =225.1+835.4+26.52 =1087.02（万 t/a） 式中：
A—回风斜井通风能力，万 t/a； 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 m1 m2 i ?1 j ?1 j—第 j 个掘进工作面正常掘进条件下的年进尺换算成煤的 产量，万 t/a； m1—回采工作面的数量，2 个； m2—掘进工作面的数量，4 个；m1，m2 均符合合理采掘比。
（二）矿井通风能力验证 1.矿井主要通风机性能验证 2013 年 8 月， 山西煤矿设备安全技术检测中心对回风斜井主要 通风机进行了风机性能鉴定，2012 年 6 月，山西煤矿设备安全技术 69 检测中心对全矿进行了通风阻力测定。风机现排风量 10474m3/min， 负压 2900Pa，从实测特性曲线可以看出，主通风机的工况点处在风 压特性曲线“驼峰”的右侧，在合理工作范围之内，运行稳定。目 前有 2 个回采工作面、4 个掘进工作面，满足生产所需。
2.矿井通风网络能力验证 通风系统：通风总阻力为 2800Pa，总排风量为 10474m3 /min， 等积孔为 3.8m2，总进风量 10242m3/min，总回风量 10328m3/min， 通风网络中的通风阻力分配与风量相匹配，目前的通风网络能力满 足生产安全的需要。
具体见附件 XXXX 通风系统阻力测定报告、 主通风机性能测定 报告。 70 71 （3）矿井用风地点有效风量验证 各相关地点数据验证情况具体见表 4-18。矿井内各用风地点的 72 有效风量满足要求，井巷中的风流速度、温度全部符合《煤矿安全 规程》的有关规定。
（4）矿井稀释瓦斯能力验证 在正常通风情况下，各工作面瓦斯含量符合《煤矿安全规程》 规定。根据安全监测系统显示及现场实际测定，矿井通风能力满足 稀释排放瓦斯的需要，各地点瓦斯浓度均符合《煤矿安全规程》的 规定。具体验证数据见表 4-18。 表 4-18 矿井用风地点有效风量验证 风量(m3/min) 序 名 号 称 地 点 需风量 实测 风量 7580 2662 6785 2672 6700 2397 8082 5106 5111 2651 5512 9176 10328 73 风流速度（m/s） 是否 满足 要求 规程 规定 ＜8 ＜8 ＜8 ＜8 ＜8 ＜8 ＜8 ＜8 ＜8 ＜8 ＜8 ＜8 ＜8 实际 测定 6.10 2.58 6.11 2.38 5.32 2.0 7.09 4.73 4.73 2.45 4.77 7.65 7.48 温度（℃） 实 测 是否满 足要求 是否 规程 符合 规定 要求 是 是 是 是 是 是 是 是 是 是 是 是 是 副斜井 主斜井 9 煤西翼辅运大巷 9 煤西翼主运大巷 9 煤南翼辅运大巷 矿 井 9 煤南翼主运大巷 总 进 9 煤东翼辅运大巷 总 回 9-4 煤辅运暗斜井 9-4 煤回风暗斜井 9 煤东翼主运大巷 9 煤东翼回风大巷 9 煤南翼回风大巷 回风斜井 1 风量(m3/min) 序 名 号 称 地 点 需风量 实测 风量 1326 1210 750 739 680 745 240 240 235 231 210 280 325 315 605 278 299 515 是否 满足 要求 是 是 是 是 是 是 是 是 是 是 是 是 是 是 是 是 是 是 风流速度（m/s） 规程 规定 0.25～4 0.25～4 0.25～4 0.25～4 0.25～4 0.25～4 实际 测定 1.21 1.1 0.69 0.68 0.62 0.68 温度（℃） 实 测 16 15 15 15 15 15 15 16 18 15 15 是否满 足要求 是 是 是 是 是 是 是 是 是 是 是 是否 规程 符合 规定 要求 是 是 是 是 是 是 ≤26 ≤26 ≤26 ≤26 ≤26 ≤26 ≤30 ≤30 ≤30 2 采 34201 工作面 煤 面 39110 工作面 掘 进 34203 主运巷 34203 辅运巷 1164 1164 623 623 623 623 150 150 150 150 150 153 167 162 164 167 158 167 3 工 面 作 34202 辅运巷 34202 主运巷 9 煤消防材料库 硐 9 煤东翼变电所 室 9 煤东翼主运机 材 头硐室 料 9 煤东翼永久避难 库 硐室 4 煤变电所 9 煤西翼辅运末端 9 煤西翼主运末端 其 9 煤东翼辅运西段 4 ≤30 ≤30 ≥0.15 ≥0.15 ≥0.15 ≥0.15 ≥0.15 ≥0.15 ≥0.15 0.27 0.29 0.29 0.55 0.25 0.28 0.46 是 是 是 是 是 是 是 5 它 9 煤东翼辅运末端 39101 回风绕道 原 39108 主运调节 4 煤辅运末端 74 表 4-19 序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 22 23 24 25 26 27 28 29 地 矿井稀释瓦斯、二氧化碳能力验证表 点 规程规定 CH4 CO 2 ＜0.75% ＜0.75% ＜0.75% ＜0.75% ＜0.75% ＜0.75% ＜0.75% ＜0.75% ＜0.75% ＜0.75% ＜0.75% ＜0.75% ＜0.75% ＜1.5% ＜1.5% ＜1.5% ＜1.5% ＜1.5% ＜1.5% ＜1.5% ＜1.5% ＜1.5% ＜1.5% ＜1.5% ＜1.5% ＜1.5% ＜1.5% ＜1.5% ＜1.5% 75 实际测定 CH4 0.03% 0.04% 0.04% 0.04% 0.04% 0.04% 0.04% 0.04% 0.04% 0.04% 0.06% 0.06% 0.06% 0.05% 0.05% 0.05% 0.04% 0.05% 0.06% 0.04% 0.04% 0.04% 0.04% 0.05% 0.04% 0.05% 0.05% 0.04% 0.05% CO 2 0.13% 0.14% 0.13% 0.11% 0.11% 0.11% 0.12% 0.12% 0.14% 0.11% 0.13% 0.13% 0.16% 0.11% 0.12% 0.14% 0.15% 0.14% 0.13% 0.12% 0.12% 0.13% 0.12% 0.11% 0.04% 0.13% 0.12% 0.11% 0.12% 是否满 足要求 是 是 是 是 是 是 是 是 是 是 是 是 是 是 是 是 是 是 是 是 是 是 是 是 是 是 是 是 是 副斜井 主斜井 9 煤西翼辅运大巷巷 9 煤西翼主运大巷 9 煤南翼辅运大巷 9 煤南翼主运大巷 9 煤东翼辅运大巷 9-4 煤辅运暗斜井 9-4 煤回风暗斜井 9 煤东翼主运大巷 9 煤东翼回风大巷 9 煤南翼回风大巷 回风斜井 34201 工作面 39110 工作面 34203 主运巷 34203 辅运巷 34202 辅运巷 34202 主运巷 9 煤消防材料库 9 煤东翼变电所 9 煤东翼主运机头硐室 9 煤东翼永久避难硐室 4 煤变电所 9 煤西翼辅运末端 9 煤西翼主运末端 9 煤东翼辅运西段 9 煤东翼辅运末端 39101 回风绕道 ＜ 0.75% ＜ ＜ 0.75% ＜ 0.75% 0.75% ＜0.75% ＜ ＜ 0.75% ＜ 0.75% ＜ 0.75% ＜ 0.75% ＜ 0.75% ＜ 0.75% 0.75% ＜ 0.75% ＜1% ＜1% ＜1% ＜1% ＜1% ＜1% ＜1% ＜1% ＜1% ＜1% ＜1% ＜1% ＜1% ＜1% ＜1% ＜1% 序号 30 31 地 点 规程规定 CH4 CO 2 ＜1.5% ＜1.5% 实际测定 CH4 0.04% 0.05% CO 2 0.13% 0.12% 是否满 足要求 原 39108 主运调节 4 煤辅运末端 ＜1% ＜1% 是 是 综合运用矿井通风阻力测定报告、通风机性能测定报告、通风 系统优化报告、瓦斯等级鉴定报告的基础数据，对矿井的通风能力 进行了核定和评价，矿井通风网络稳定，通风机运转安全经济，井 下风量分配合理，各采区均有专用回风巷，各采区用风地点及采区 有效风量满足要求，无通风能力不足现象，井巷中风流速度、温度 等符合《煤矿安全规程》的有关规定。
因此，经分析验证，矿井通风能力为 1087.02 万 t/a。
二采区回风立井新安装的主要通风机型号为 FBCDZ-12-№37D， 配 套 2× 800kW 隔爆型变频电动机运行后，风机能力较斜井原主通风 机能力增大。矿井总风量在 13500m3 /min 以 上，较原总进风量 10242m3/min 增大了 3258m3/min，提高矿井通风能力。通风系统能 够满足矿井 2 个采煤工作面、 1 个备用工作面、 4 个掘进工作面及其 它巷道、硐室的通风安全需要。
第八节 地面生产系统能力核定 一、系统描述 矿井地面生产系统位于木瓜界选煤厂工业广场东南侧，分别由 111 带 式 输 送 机 （ DT200\500\710 ） 、 2008 带 式 输 送 机 （DT200\500\2×800）、2013 带式输送机（DT200\500\400）、2015 带式输送机（DT200\500\2× 90） 4 条带式输送机、3 台破碎机和 3 个固定筛组成，系统完善，运转正常。 76 二、必备条件 主井地面运输系统为钢绳芯带式输送机。各系统设备设施配套 较为完整，符合有关规程、规范要求；系统保护装置完善、运转正 常；技术档案齐全，各种运行、维护、检查、事故记录完备。
三、参数确定 （一）计算公式 地面采用带式输送机提升时，提升能力核定按下式计算： A ? 330 k ? B2 ?v ?? ?C ?t (万t / a) 104 k1 式中：
A—年运输量，万 t/a； B—输送机带宽，mm； v—输送机带速，m/s ； γ—松散煤堆容积重，t/m3，取 0.85~0.9； C—输送机倾角系数； t—日提升时间，16h 或 18h，当乘人时，应扣除运送人员时间； k1—运输不均匀系数，取 1.2。
（二）参数选择 111 带式输送机，型号为 DT200\500\710，运输距离 87m，运输 倾角 17° ，带速 4m/s 。
2008 带式输送机，型号为 DT200\500\2× 800，运输距离 220m， 运输倾角 6.9~17° ，带速 4m/s 。
2013 带式输送机，型号为 DT200\500\400，运输距离 59m，运 输倾角 0～12° ，带速 4m/s 。
2015 带式输送机，型号为 DT200\500\2× 90，运输距离 64m，运 77 输倾角 0° ，带速 4m/s 。
2008、 111 带式输送机倾角为 17° ，C＝0.8625； 主斜井带式输送机倾角为 0～12° ，C＝0.9025； 2013 带式输送机倾角为 12° ，C＝0.925； 2015 带式输送机倾角为 0° ，C＝1； k1—运输不均匀系数取 1.2； t－日提升时间，取 16h。
四、计算结果 （一）2008、111 带式输送机运输能力核定 k ? B2 ? v ? r ? C ? t A ? 330? 104 ? k1 (万t / a) ＝330×480× 2× 2× 4× 0.85× 0.8625× 16/（104× 1.2） ＝2477.37 万 t/a （二）2013 带式输送机运输能力核定 k ? B2 ? v ? r ? C ? t A ? 330? 104 ? k1 (万t / a) ＝330×480× 2× 2× 4× 0.85× 0.925× 16/（104× 1.2） ＝2656.89 万 t/a （三）2015 带式输送机运输能力核定 A ? 330? k ? B2 ? v ? r ? C ? t 104 ? k1 (万t / a) ＝330×480× 2× 2× 4× 0.85× 1× 16/（104× 1.2） ＝2872.32 万 t/a 根据以上结果， 地面系统的最小能力为 2008、 111 带式输送机， 78 其能力为 2477.37 万 t/a。
第九节 其它非核定系统核查 一、安全监控系统 矿井安全监控采用 KJ95N 监控系统， 可集中连续地监测整个矿 井的环境、生产工况等参数，分站独立实现风电瓦斯闭锁、断电的 功能。在监控主机屏幕上可以显示出不同的曲线、图纸和表格等， 具有数据存贮超限报警、输出控制、打印等各种表和曲线制作输出 的多种功能，并可以根据用户的需要组成计算机网络，实现数据共 享。
二、压风系统 矿井压缩空气站设置在主井工业场地内，站内车间安装有 8 台 空气压缩机（英格索兰 MH-200） ，冷冻式干燥机 3 台，储气罐 11 台（其中储气罐 8 个、 氮气罐 3 个） 。每台空气压缩机的额定排气量 30.2m3/min，额定排气压力 1.0MPa，配套主电动机功率 200kW，电 压 380V， 冷却方式为风冷， 主要负责井下生产供风及压风自救系统， 供风压力为 0.78MPa~0.83MPa。正常工作台数为三台，可满足井下 生产正常用风，另有三台备用、两台检修。
压缩空气主干管选用 φ219×6 无缝钢管， 沿主斜井、 9 号煤西翼 带式输送机大巷敷设一趟，综放工作面巷道综掘工作面支管选用 φ108×4 无缝钢管， 沿掘进工作面巷道敷设一趟。
每台空气压缩机均 装设有压力表和安全阀，装设断油保护装置。压力表定期校准，安 全阀和压力调节器动作可靠。
三、防灭火系统 矿井 4、9 煤层均为自燃煤层。 79 地面建有 1 个注浆站，制浆能力为 80m3/h，采煤工作面采用封 闭后注浆的方式防灭火； 建有 1 个注氮站， 设置在主井工业场地内， 站内车间安装制氮机组 3 台（AH-LG-800 型） ，采煤工作面采用间 歇式注氮方式防灭火；建有束管监测系统，有效监控工作面自燃发 火情况。
注浆、注氮、束管监测、消防防尘系统完善，各措施落实到位。
四、防尘系统 矿井地面有静压供水池 2 个，容积 2× 4000m3，符合《煤矿安全 规程》要求。矿井共有防尘洒水管路 33229m，供水管路敷设符合 规定要求。
矿井综合防尘设施齐全、到位，粉尘浓度测定正常。按规定安 设了风流净化水幕、转载点喷雾、综采机内外喷雾、移架自动喷雾、 放煤自动喷雾、采煤工作面智能喷雾、综掘机内外喷雾。
采煤工作面防尘措施齐全， 主要带式输送机大巷每周冲洗 1 次， 其它运输巷每周冲洗 1 次；掘进工作面 50m 范围内每班冲洗 1 次， 掘进巷道每两天冲洗 1 次；回采工作面回风巷离工作面 200m 范围 每班冲洗 1 次，其它巷道每两天冲冼一次。井下产尘点每半月测定 一次粉尘浓度。
矿井防尘系统比较完善，防尘水源充足，管路能够达到防尘用 水要求，防尘设施、措施齐全，基本满足矿井安全生产需要。 80 第五章 矿井生产能力核定结果 第一节 各环节能力核定结果分析 XXXXXXXXXXXXXX 各主要生产系统核定结果如下表 5-1： 表 5-1XXXX 各主要生产系统（环节）核定结果表 核定系统 主井提升系统 副井提升系统 排水系统 供电系统 井下运输 采掘工作面 通风系统 地面生产系统 核定结果（万 t/a） 1827.55 1460 1445 1353 1918.6 1063.4 1087.02 2477.37 第二节 煤矿生产能力核定结果 根据《煤矿生产能力核定标准》规定，以煤矿最小的生产系统 能力为最终的核定生产能力，本次核定最小的生产系统为采掘工作 面，生产能力 1063.4 万 t/a。同时， 《煤矿生产能力核定标准》规定， 600 万 t/a 以上煤矿以 10 万吨为档次，生产能力核定结果不在标准 档次的，按就近下靠原则确定。
综上，XXXXXXXXXXXXXX 生产能力核定的结果为 1060 万 t/a。 81 第六章 结论与建议 第一节 结 论 一、矿井地质条件、开采技术条件较好，煤层倾角平缓、瓦斯 含量低、水文地质条件中等，主采煤层生产能力大，适用综采放顶 煤开采工艺。生产系统技术先进、装备水平高、预留系统能力大， 灾害防治系统齐全、 安全可靠， 具备一井两面扩大生产能力的条件。
二、矿井通过优化生产布局，完成了系统改造，通风、排水、 供电等生产系统和采场条件发生了较大变化，原登记生产能力与实 际差异较大，符合生产能力核定条件，有利于发挥国家大型煤炭基 地煤炭供给保障作用，有利于矿井科学、合理安排生产能力，有利 于矿井煤层配采、提高煤炭质量，有利于提高矿井生产系统、技术 装备等固定资产利用率，也符合山西省人民政府《关于全省煤矿生 产能力核定安排有关事项的通知》的要求。
三、矿井证照齐全，生产技术与安全管理机构较为齐全，专业 人员配置基本满足安全生产需要，各项规章制度齐全、完善、有效， 井上下各生产系统及灾害防治系统齐全、 运行正常， 安全状况良好， 符合煤矿生产能力核定标准的必备条件。
四、矿井生产能力核定范围、计算公式及参数确定均符合《煤 矿生产能力核定标准》的要求，按 1060 万 t/a 规模计算，考虑 1.35 的储量备用系数， 计算的矿井剩余服务年限 43.4 年， 符合相关规定。 82 第二节 建 议 一、向国土资源管理部门申请将“第三部分”煤炭资源及“第 四部分” 东露天端帮煤柱资源纳入 XXXX 采矿许可证范围， 以提高 矿区煤炭资源合理、有序、科学开发水平。
二、在生产中，委托资质单位进一步做好矿井瓦斯、煤尘爆炸 性、煤的自燃倾向性等安全基础参数的测定，并采取针对性的安全 措施，同时加强通风管理，优化通风系统。
三、进一步查明已整合的东日升煤矿及邻近矿井老空区积水、 积气情况，严格按《煤矿防治水规定》及相关规定做好各项安全防 范工作。 83
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