xxx煤礦生產(chǎn)能力核定報告

1、500WT 生產(chǎn)能力核定報告書xxx 煤礦二一三年一月一日第一章礦井生產(chǎn)現(xiàn)狀 2第二章資源儲量核查 3第三章采掘工作面能力核定 4第四章井下排水系統(tǒng)能力核定 7第五章供電系統(tǒng)能力核定 12第六章井下運輸系統(tǒng)能力核定 20第七章通風系統(tǒng)能力核定 28第八章壓風系統(tǒng)核查情況 42第九章 洗煤廠洗煤生產(chǎn)系統(tǒng)能力核定 45第十章 地面生產(chǎn)系統(tǒng)能力核定 48第十一章 各系統(tǒng)能力核定結果 49第一章 礦井生產(chǎn)現(xiàn)狀一、主要生產(chǎn)系統(tǒng)、采掘工藝、開拓方式和開采方法、水平、采區(qū)劃分。礦井開拓方式為立井、斜井和平硐混合式開拓方式。礦井現(xiàn)有一個開采 水平（ xxxx 水平），一個準備水平（ xxxx 水平）。 xxx

2、 水平現(xiàn)分南北兩大區(qū)， 其中南區(qū)又分四個采區(qū)，一、二、四采區(qū)已采完，現(xiàn)三采區(qū)正在回撤，預計 2011 年年底結束；北區(qū)分為五采區(qū)、六采區(qū)，現(xiàn)五采區(qū)為生產(chǎn)采區(qū)，六采區(qū) 為準備采區(qū)。礦井采用走向長壁式綜合機械化采煤法，全部跨落法管理頂板。采掘全 部實現(xiàn)了綜合機械化作業(yè)。二、礦井隊組在冊情況回采隊：兩個開掘頭：十個（掘進頭 6 個，開拓頭 4 個）三、近幾年生產(chǎn)完成情況礦井2008年完成產(chǎn)量300萬t ; 2009年完成產(chǎn)量268.9萬t ; 2010年完 成產(chǎn)量 300萬 t； 2011 年截止目前完成 283萬噸，預計完成產(chǎn)量 330萬 t 。第二章 資源儲量核查 本次資源儲量估算截止日期為 2

3、009 年 12 月底。工業(yè)指標采用一般工業(yè) 指標：煤層最低可采厚度為0.70m,原煤最高灰分為40%原煤最高硫分為3% 參與本次資源儲量估算的煤層與采礦許可證批準的煤層一致，即礦井批準開 采的山西組 2#煤層和太原組 10、11 號煤層。估算邊界與采礦許可證批準的范 圍邊界一致。井田內(nèi)批采 2#、 1 0#、 1 1 #煤層保有資源儲量 23831 萬噸（其中氣煤 455 萬噸, 1/3 焦煤 9339 萬噸,肥煤 14037 萬噸）,累計開采動用資源儲量 3248 萬噸,累計探明資源儲量 27079萬噸。二、各煤層基本情況1 、本井田構造屬簡單類,主要可采煤層屬穩(wěn)定型。2、2010 年 8

4、 月,對 xxx 井田內(nèi)各可采煤層資源儲量進行核查,編制了 山西省 xx 煤田 xxx 煤礦資源儲量復核報告。該報告通過國土資源部儲量 評審中心評審,國土資儲備字（ 2010） 361 號文預以備案。報告截止日期為 2009年12月31日，井田保有煤炭資源儲量總量 23831萬噸探明的經(jīng)濟基 礎儲量（111b）為11549萬噸，控制的經(jīng)濟基礎儲量（122b）為10365萬噸， 推斷的內(nèi)蘊經(jīng)濟資源量（ 333）為 83 萬噸,探明的內(nèi)蘊經(jīng)濟資源量（ 331）為 812萬噸，控制的內(nèi)蘊經(jīng)濟資源量（332）為1022萬噸。2011 年 12 月底在原儲量復核報告的基礎上對礦井年內(nèi)的開采動用儲量、 周

5、邊小窯開采破壞儲量進行分析核算，核算出 2011 年 12 月底礦井各可采煤 層保有地質(zhì)儲量及可采儲量。礦井開采動用儲量： 706.4 萬噸，其中采區(qū)動用 量： 596.6 萬噸，采區(qū)出煤量： 501.7 萬噸，采區(qū)回采率： 84.1%3、截止 2011年 12 月底礦井保有地質(zhì)儲量： 23124.6 萬噸，其中： 探明的經(jīng)濟基礎儲量（ 111b）：11187 萬噸；控制的經(jīng)濟基礎儲量（ 122b）： 10020.6 萬噸；探明的內(nèi)蘊經(jīng)濟資源量（ 331）： 812萬噸 控制的內(nèi)蘊經(jīng)濟資源量（ 332）： 1022 萬噸；推斷的內(nèi)蘊經(jīng)濟資源量（ 333）： 83 萬噸；可采儲量： 18441萬

6、噸。第三章 采掘工作面生產(chǎn)能力核定一、采煤工藝及采掘機械化裝備情況1、回采工作面：大采高回采工作面（平均采高 4.6m）采用 MG-750/1875-GWD采煤機（截 深 0.8 m）， SGZ-1000/1400 型封底型輸送機、 SZZ1000/750 型轉載機及 SSJ-1400 型膠帶輸送機，副巷采用超前支架進行支護。工作面副巷順槽配備 WC-3Y型順槽運輸車，支架安裝、回撤采用WC-40Y型支架搬運車。小采高回采工作面（平均采高2.2-2.5m ）采用 MGTY-250/600型采煤機（截深 0.6 m ），工作面選用 SGZ-764/630 封底型輸送機，順槽采用 SZZ- 764

7、/160型轉載機及SSJ-1000型輸送機。2、開掘工作面采用 EBZ-200、 260 型綜掘機配合 SSJ-1000 型輸送機掘進， 臨時支護采用機載前探梁支護。二、礦井隊伍擺布及工作面情況 回采工作面：五采區(qū)布置兩個回采工作面，一個大采高、一個小采高。大采高工作面長度230m,采高4.6m，因2#下煤層賦存不穩(wěn)定，夾矸較厚， 實際煤層有益厚度為4m煤層容重為1.35t/m 3,工作面日循環(huán)個數(shù)為9個， 循環(huán)產(chǎn)量（按有益厚度計算為） 990t, 日產(chǎn)量為 8900t, 月單產(chǎn)按 27 天計算為 24 萬噸，年產(chǎn)量 288萬噸。小采高工作面開采2#上煤層，煤層厚度平均2.2m,工作面長度23

8、0m煤層 容重 1.35t/m 3，工作面日循環(huán)個數(shù)為 9 個，循環(huán)產(chǎn)量（按有益厚度計算為） 410t, 日產(chǎn)量為 3700t, 月單產(chǎn)按 27 天計算為 10 萬噸，年產(chǎn)量 120 萬噸。1、20 1 2年礦井采面擺布情況：（ 1 ）回采工作面：五采區(qū)布置兩個回采工作面， 2-512 工作面（大采高），單產(chǎn) 24 萬噸， 年產(chǎn)量 288萬噸；2-515 工作面由于五采區(qū)皮帶運輸條件及銜接情況，單產(chǎn)按 6萬噸，年產(chǎn)量 72 萬噸。兩個回采隊年產(chǎn) 360萬噸。（ 2）掘進工作面：五采區(qū)安排兩個掘進頭施工大采高工作面銜接面 2-506 工作面；六采區(qū) 安排兩個掘進頭施工 2-601 工作面，一個頭

9、施工六采區(qū)準備巷道；下組煤安 排兩個頭施工下組煤首采面，安排三個頭施工下組煤開拓巷道 掘進煤量計算公式為A = 10-4 Y x S x Li（萬t/a） 式中：A j掘進煤量，萬t/ a ;Y 原煤視密度，取 1.35t/m 3;S 巷道純煤面積，取11m2；Li 巷道年度總長度，取14000m（煤巷）;經(jīng)計算得，掘進煤量為 20萬噸。（3）、采掘工作面生產(chǎn)能力為A= AC + A j =360+20=380萬 t/ a 。 綜上所述，礦井目前生產(chǎn)核定能力為 380 萬 t。2、采掘生產(chǎn)能力達到 500 萬噸所需條件礦井需在目前兩個回采隊基礎上增加一個回采隊，實現(xiàn)五、六采區(qū)及下 組煤采區(qū)每區(qū)

10、一個回采工作面作業(yè)方式。（ 1 ）回采工作面：五采區(qū)布置一個大采高回采工作面： 2-506 工作面（大采高）切巷長度 320m平均采高4.6 m,實際煤層有益厚度為4m煤層容重為1.35t/m 3, 工作 面日循環(huán)個數(shù)為 8 個，循環(huán)產(chǎn)量（按有益厚度計算為） 1400t, 日產(chǎn)量為 11000t, 月單產(chǎn)按 27 天計算為 30 萬噸，年產(chǎn)量 360 萬噸；因 2-506、2-508 均為小窯破壞區(qū)域，工作面內(nèi)空巷較多，影響工作面推進速度；大采高工作 面遇構造對回采影響較大，固大采高工作面后期年產(chǎn)量只能達到 300萬噸。六采區(qū)布置一個回采工作面：單產(chǎn) 10 萬噸，年產(chǎn)量 120 萬噸。 下組煤

11、布置一個回采工作面： 11-002 工作面單產(chǎn)按 12 萬噸計算，年產(chǎn)量 為 145 萬噸。下組煤煤層賦存不穩(wěn)定， 3 m 采高工作面最多可布置 9 個，剩余 工作面采高均為2.2 m，下組煤預計后期單產(chǎn)水平僅能達到10萬噸。2013-2015 年三個回采隊年產(chǎn)量可達到 565 萬噸（2015 年后五采區(qū)大采 高及六采區(qū) 2#上工作面結束，五、六采區(qū)全部轉入 2#下工作面生產(chǎn)，單產(chǎn) 6-8 萬噸）。（ 2）掘進工作面：五采區(qū)安排兩個掘進頭施工大采高工作面銜接面2508 工作面；六采區(qū)安排兩個掘進頭施工 2-602 工作面；下組煤安排兩個頭施 工下組煤銜接面。六采區(qū)準備巷道安排一個頭，下組煤開拓

12、巷道安排三個頭。掘進煤量計算公式為A = 10-4 Y x S x Li（萬t/a）式中A j掘進煤量，萬t/ a ;Y 原煤視密度，取1.35t/m 3;S 巷道純煤面積，取13.5m2;L i 巷道年度總長度，取14500 m（煤巷）; 經(jīng)計算得，掘進煤量為 25萬噸。（3）、采掘工作面生產(chǎn)能力為A= Ac + Aj =565+25=590萬 t/ a。第四章 井下排水系統(tǒng)生產(chǎn)能力核定一、概況（一）礦井各采區(qū)排水系統(tǒng)五采區(qū)各采掘工作面涌水通過108或159排水管路排至采區(qū)水倉，然后排至大巷水溝流出地面；六采區(qū)采掘工作面涌水通過 108 或 159 排水管路排至六采區(qū)材料巷 水溝，然后排至大

13、巷水溝流出地面；下組煤經(jīng) 273 管路直接排至地面。（二）礦井正常涌水量和最大涌水量礦井正常涌水量 83m3/h ，最大涌水量 167 m3/h。1、北區(qū)設計正常涌水量 : 50m3/h-60m3/h ，設計最大涌水量： 100m3/h， 2010 年度實際正常涌水量 : 40m3/h-50m3/h ，實際最大涌水量： 90m3/h-100 m3/h 。2、下組煤正常涌水量：50m 3/h-60m3/h，設計最大涌水量：100nVh。（三）校驗水泵能否在 20 小時內(nèi)排出 24 小時的正常和最大涌水量。每 臺水泵的排水能力均大于水泵核定能力，故計算取水泵額定流量 280 m/h 。正常涌水時，

14、1臺泵工作20小時的排量為：280X 20= 5600帛正常涌水時，24小時的涌水量：83 X 24= 1992 m3最大涌水量時，兩臺泵 20小時的排量為：280X 20X 2= 11200 m3 最大涌水量時， 24小時的涌水量： 167X24=4008 m3 計算結果比較，水泵 20 小時的正常和最大排水能力均超過 24 小時的正 常和最大涌水量，符合規(guī)程要求。（四）水倉容量檢驗根據(jù)正常涌水量在1000n3/h以下時：V8Qs （m3）礦井水倉有效容量 V 為 3700m3由于礦井正常涌水量 Qs為83m3/h v 1000n3/h。V=3700 m3>8Qs=8X 83=664

15、m3,符合煤礦安全規(guī)程要求。二、計算過程及結果1、排礦井正常涌水量和排礦井最大涌水量的生產(chǎn)能力計算（ 1 ）、五采區(qū)排水能力：以正常涌水量 Qn50-60m3/h ,最大涌量 Qm=1003m/h 作為能力核定的計算依 據(jù)。正常涌水時, 1 臺泵工作, 20h 排水量： 280X 1X20=5600 m3正常涌水時，24h涌水量：60 X 24=1140 m3<5760 m 最大涌水時，24h涌水量：100X 24=2400m3<5760 m以上計算表明： 1 臺水泵及 1 趟排水管路工作,備用水泵及管路未投入, 20h 能排出礦井 24h 的正常涌水量或最大涌水量,符合煤礦安全規(guī)

16、程要求, 且說明排水系統(tǒng)能力較大。水倉工作水泵和備用水泵的型號及技術數(shù)據(jù)名稱數(shù)量揚程流量電機功率離心泵3臺215m280RVh220KW型號水倉容積配套管路電壓等級D280-43*5700 m32736KV水倉容積核驗：由于礦井正常涌水量為60 m3/h<700 m3/h，水倉容量符合V> 8Q要求。8Q=8X 60=480 (用)而北區(qū)水倉容積為700 m3>480 m3,符合煤礦安全規(guī)程要求。 正常涌水量排水能力計算：20MAn二330 " =330X 20X 288/ (10000X 0.4 ) =475萬 t/a式中：A n：排正常涌水能力B:工作水泵小時總

17、排水能力取280nVhPn：上年度平均日產(chǎn)噸煤所需排正常涌水量43Pn= (60X 24X 330) /120 x 10=0.4m/t 最大涌水量排水能力計算：20BnAm=3301-' i =330X 20X 576/10000 x 1.05=362 萬 t/a式中：Am :排最大涌水能力Bm :工作水泵加備用水泵的能力取576 m3/hPm為上年度日產(chǎn)噸煤所需排出的最大涌水量 Pn= (160X 24X 330) /120 x 104=1.05 m3/t 經(jīng)計算北區(qū)水泵及管路選擇相匹配，排水能力遠大于涌水量滿足排水要求。2、下組煤中央水泵房排水能力：由于北區(qū)水倉現(xiàn)未形成地質(zhì)報告提供

18、的正常涌水量Qn50-60n3/h最大涌量Qm=1003/h作為能力核定的計算依據(jù)。正常涌水時，1臺泵工作，20h排水量：280X 1 X 20=5600卅正常涌水時，24h涌水量：60 X 24=1140 m3<5760卅最大涌水時，24h涌水量：100X 24=2400riT<5760卅以上計算表明：1臺水泵及1趟排水管路工作，備用水泵及管路未投入， 20h能排出礦井24h的正常涌水量或最大涌水量，符合煤礦安全規(guī)程要求， 且說明排水系統(tǒng)能力較大。水倉工作水泵和備用水泵的型號及技術數(shù)據(jù)名稱數(shù)量揚程流量電機功率離心泵3臺172m280m/h220KW型號水倉容積配套管路電壓等級D2

19、80-43*51200 m32736KV水倉容積核驗：由于礦井正常涌水量為60 m3/h<1200 m'/h，水倉容量符合 V> 8QS要求。38Q=8X 60=480 (m)而北區(qū)水倉容積為2000 m3>480 m：符合煤礦安全規(guī)程要求。 正常涌水量排水能力計算：|20LnlAn二330 J=330X20x288/ (10000X 0.4 ) =475萬 t/a式中：An：排正常涌水能力B n： 工作水泵小時總排水能力取280用巾P n：上年度平均日產(chǎn)噸煤所需排正常涌水量Pn= (60 x 24 x 330) /120 x 104=0.4m3/t 最大涌水量排水能

20、力計算：Am=330而二330X 20 x 576/10000 x 1.05=362 萬 t/a式中：Am :排最大涌水能力Bm :工作水泵加備用水泵的能力取576 m3/hPm為上年度日產(chǎn)噸煤所需排出的最大涌水量Pn= (160x 24x 330) /120 x 104=1.05 m3/t經(jīng)計算北區(qū)水泵及管路選擇相匹配，排水能力遠大于涌水量，滿足要求。 五采區(qū)排水能力：362萬噸。六采區(qū)排水能力：120萬噸。礦井排水能力：482萬噸。第五章供電系統(tǒng)能力核定一、供電系統(tǒng)概況xxx煤礦地面設一座 35KV變電站(內(nèi)設兩臺16000KVA主變和一臺6300KVA主變)。其中一回路是從南步亭110K

21、V變電站433開關饋出至xxx35KV變電站，線路規(guī)格為 LGJ-3x 150-18.5KM;二回路是從劉家垣 110KV 變電站471開關饋出至xxx35KV變電站，線路規(guī)格為 LGJ-3x 185-14KM 一回 路為礦井正常供電電源，二回路為備用電源，一趟使用，一趟熱備，兩回路 上均未分接任何負荷，能保證供電的連續(xù)性和可靠性。xxx煤礦35KV變電站6KV系統(tǒng)向全礦各用電地點送電。1、35KV變電站供金山溝風機房一回路(613線路)架空線規(guī)格為LGJ-3x 70-5.4Km;二回路(614線路)架空線規(guī)格為LGJ-3x 70-5.4Km。2、35KV變電站供楊坡風機房一回路（615線路）

22、架空線規(guī)格為LGJ-3X 150-3.7Km;二回路（616線路）架空線規(guī)格為LGJ-3X 150-3.7Km。3、35KV變電站供平峒變電所一回路（617線路）架空線規(guī)格為LGJ-3X 185-0.8Km;二回路（618線路）架空線規(guī)格為LGJ-3X 240-0.8Km。4、35KV變電站供洗煤廠一段母線（623線路），架空線規(guī)格為LGJ-3X 240-0.8Km;二段母線（632線路），架空線規(guī)格為LGJ-3X 240-0.8Km。5、北區(qū)的雙回路供電是從平峒 6KV變電所到北區(qū)中央變電所，一回路是 一趟 MYJV-3 X 240-8.7/15-5.4Km，二回路是由兩趟 MYJV-3 X

23、 150-8.7/15- 5.4Km并聯(lián)形成。井下掘進工作面局部通風機全部實現(xiàn)雙電源供電，專用風機與備用風機從變電所一、二回路分別供電，井下所有局部通風機全部實現(xiàn)專用開關、專用線路、專用變壓器，風電閉鎖，瓦斯電閉鎖。XXX煤礦供電電源滿足煤礦安全規(guī)程要求，礦井實現(xiàn)雙回路供電電源。XXX煤礦符合供電能力核定的必備條件，礦井供電系統(tǒng)合理，設備、設施及保護裝置完善，技術性能符合規(guī)定，系統(tǒng)運行正常，系統(tǒng)技術檔案齊全，各種運行、維護、檢查、事故記錄完備，管理維護制度健全。沒有使用國家明令禁止使用的設備和淘汰的產(chǎn)品。負荷統(tǒng)計：2012年全礦井總運行負荷為9000KW/洗煤廠最大運行負荷為4500KVy 3

24、5KV變電站總得運行負荷為13500KW.二、35KV變電站電源線路安全載流量1、安全載流量校驗線路電流計算1=13500 - （® X 35X 0.9）=247A南三線路LGJ-3X 150允許載流量：考慮環(huán)境溫度250C時為445A（查表）。I x=445A>I=247A劉三線路LGJ-3X185允許載流量：考慮環(huán)境溫度25°C時為515A(查表)。I x=512A>l=247A2、線路校驗線路LGJ-150線路單位負荷矩時壓損失百分數(shù)：當cos / =0.9時，為0.033%/MW.km 查表)其中：礦井負荷為13500M,線路長18.5km則電源線路電壓

25、降為： U%=13.5X 18.5 X 0.033%=8.2%>5%.線路LGJ-185線路單位負荷矩時壓損失百分數(shù)：cos / =0.9時，為0.030%/MW.km 查表)其中：礦井負荷為13500M,線路長14km則電源線路電壓降為： U%=13.5X 14X 0.03%=5.67%> 5%.由以上校驗可知電源線路安全載流量符合要求，電源線路電壓降均不符 合要求。三、6KV變電站電源線路安全載流量及壓降校驗1、安全載流量校驗線路電流計算6KV變電所一回路 11=4500+ ( 一 X 6X 0.9)=481A6KV 變電所一回路線路 LGJ-3X 185允許載流量，考慮環(huán)境溫

26、度 25°C時為:I=515AI=515A > I 1=481A 能滿足要求6KV變電所一回路 12=4500- ( 一 X 6X 0.9)=481A6KV 變電所二回路線路LGJ-3X 240允許載流量，考慮環(huán)境溫度 25°C時為:則 l=610AI=610 > I=481A 能滿足要求2、線路校驗線路LGJ-3X 185線路單位負荷矩時壓損失百分數(shù)：cos / =0.9時，為 0.030%/MW.km 查表）則電源線路電壓降為： U%=4.5X 0.8 X 0.03%=0.1%< 5%.線路LGJ-3X 240線路單位負荷矩時壓損失百分數(shù)：cos /

27、=0.9時，為0.026%/MW.km 查表)則電源線路電壓降為： U%=4.5X 0.8 X 0.026%=0.09%< 5%.由以上校驗可知電源線路安全載流量及電壓降均符合要求。四、下井電纜安全載流量及壓降校驗1、安全載流量校驗入井MYJV型交聯(lián)聚乙烯絕緣電纜滿足煤礦安全規(guī)程要求。線路電流計算 I 1=4500/ (1.732 X 6X 0.9 ) =481A一回路是 MYJV-3 X 240-8.7/15-5.4Km 線路，允許載 流量為 lx=515>481,滿足要求。二回路是MYJV-3 X 150-8.7/15-5.4Km 線路，允許載流量為I x=2X 395A=79

28、0>481A滿足要求。線路壓降計算北區(qū)一回路MYJV-3 X 240-8.7/15電纜單位負荷矩時電壓損失百分數(shù)：當 cos/ =0.9 時，為 0.003%/MW.km查表)則北區(qū)一回路電纜線路電壓降為： U%=4.5X 5.4 X 0.003%=0.07%<5%.北區(qū)二回路MYJV-3 X 150-8.7/15電纜單位負荷矩時電壓損失百分數(shù)：當 cos/ =0.9 時，為 0.005%/MW.km查表)則北區(qū)二回路電纜線路電壓降為： U%=4.5X 5.4 X 0.005%- 2=0.06%<5%.五、電源線路能力核定計算公式1、南三線路能力計算A=330X 16P- 1

29、04W=33(X 16X 8190-(104X 12.8) =338 (萬 t/a )式中:P為線路供電容量當線路允許載流量為 445A時,P=X 445 X 35 X 0.9=24278.31KW當線路壓降為 5%寸,P=5%-(0.033% X 18.5)=8.19(MW)=8190KW則線路合理，允許供電容量取8190KW/W為上年度噸煤綜合電耗為 W=3196200& 2500000=12.8(KWh/t)2、劉三線路能力計算A=330X 16P+ 104W =330X 16X 11900-(104x 12.8)=491 (萬 t/a ) 式中:P為線路供電容量當線路允許載流量

30、為 515A時,P=X 515X 35X 0.9=28097.37KW 當線路壓降為 5%寸,P=5%+ (0.030% X 14)=11.9(MW)=11900KW 則線路合理，允許供電容量取11900KW.W為上年度噸煤綜合電耗為 12.8(KWh/t)六、主變壓器能力核定計算公式主變壓器能力核定計算：S_16000 0.9A=330X 1610帀(萬 t/a )16.3 10 4=330 X 16X 16000X 0.9 - 12.8 -104 =733 萬 t/a式中：A變壓器的折算能力，萬t/a ;S 工作變壓器容量，kVA為全礦井的功率因數(shù)，取 0.9 ;w 礦井噸煤綜合電耗，kW

31、h/t，同電源線路能力核定計算式采用數(shù)。主變技術參數(shù)序號主要技術參數(shù)參數(shù)采用數(shù)據(jù)參數(shù)1主變SZ9-16000/35主變?nèi)萘?6000KVA2主變廠家山東達馳電氣股 份有限公司裝機容量23514KW3主變出廠日期2010年05月運行容量16891KW4上年度礦井用電量5796.002 萬度5上年度綜合電耗12.8度/噸6礦井主回路電壓、截面、長度35KV 150mm2-18.5、150mm-13km由上述校驗和計算可知，電源線路符合規(guī)程要求，劉三線、南三線電壓損失超過5%,不滿足單回路供電要求。根據(jù)線路及變壓器的能力計算，取其 較小值，確定礦井供電系統(tǒng)能力為 338萬噸/年七、年產(chǎn)量達到500萬

32、噸所需條件若年產(chǎn)量達到500萬噸時，下組煤增加1個回采工作面、5個掘進工作面, 裝機負荷增加2164KW/運行負荷增加1082KW/負荷增加后負荷統(tǒng)計：全礦井 總運行負荷為10082KW/洗煤廠最大運行負荷為4500KW 35KV變電站總得運 行負荷為14582KW（一）、35KV變電站電源線路安全載流量1、線路電流計算1=14582 -（打X 35X 0.9）=267A南三線路LGJ-3X 150允許載流量：考慮環(huán)境溫度250C時為445A（查表）。I x=445A>l=267A劉三線路LGJ-3X 185允許載流量：考慮環(huán)境溫度250C時為512A（查表）。I x=515A>I

33、=267A2、線路壓降校驗線路LGJ-3X 150線路單位負荷矩時壓損失百分數(shù)：當cos / =0.9時，為 0.033%/MW.km查表）其中：礦井負荷為14582M,線路長18.5km則電源線路電壓降為： U%=14.582X 18.5 X 0.033%=8.9%>5%.線路LGJ-3X 185線路單位負荷矩時壓損失百分數(shù)：cos / =0.9時，為0.030%/MW.km 查表）其中：礦井負荷為14582M,線路長14km則電源線路電壓降為： U%=14.582X 14X 0.03%=6.12%>5%.由以上校驗可知電源線路安全載流量符合要求，電源線路電壓降均不符 合要求。（

34、二）、6KV變電站電源線路安全載流量及壓降校驗1、安全載流量校驗線路電流計算6KV變電所一回路 11=5582+ （ 一 X 6X 0.9）=597A6KV 變電所一回路線路LGJ-3X 185允許載流量:I=515AI i=597A> I=515A能滿足要求6KV變電所一回路 12=5582- （ 一 X 6X 0.9）=597A6KV 變電所二回路線路LGJ-3X 240允許載流量：則l=610A1=610 > I=597A 能滿足要求2、線路壓降校驗線路LGJ-3X 185線路單位負荷矩時壓損失百分數(shù)：cos / =0.9時，為0.030%/MW.km 查表）則電源線路電壓降

35、為： U%=5.582X 0.8 X 0.03%=0.13%< 5%.線路LGJ-3X 240線路單位負荷矩時壓損失百分數(shù)：cos / =0.9時，為0.026%/MW.km 查表）則電源線路電壓降為： U%=5.582X 0.8 X 0.026%=0.12%< 5%.由上安全載流量及線路壓降校驗得知：1、南三線、劉三線電壓降超過 5%應將線路更換為LGJ-3X 240規(guī)格的 架空線路。2、 6KV變電站一回路（617線路）不能滿足我礦 500萬噸產(chǎn)量的要求， 需更換為LGJ-3X 240。為保證礦井的安全生產(chǎn)，及供電的安全可靠（載流量應為線路允許載流量的80%，需將6KV變電所一

36、、二回路（617、618）線路 更換為LGJ-3X 300導線（允許載流量為770A）。第六章井下運輸系統(tǒng)能力核定一、井下運輸系統(tǒng)概況運輸系統(tǒng)為：五、六采區(qū)盤區(qū)皮帶t北區(qū)煤庫t北區(qū)轉載皮帶t轉載煤庫t西區(qū)皮帶t東區(qū)皮帶t主斜井煤庫t主斜井強力皮帶t地面100皮帶t地面103皮帶T地面選煤廠、運輸系統(tǒng)設備參數(shù):地點型號輸送量膠帶速度電機功率運輸距離備注五采區(qū)盤區(qū)皮帶SSJ-14001500t/h2.5m/s2*2001750m六采區(qū)一部皮帶SSJ-10001000t/h2.0m/s2*90350m六采區(qū)二部皮帶SSJ-10001000t/h2.0m/s2*90300m北區(qū)轉載皮帶SSJ-1400

37、1500t/h2.5m/s200100m西區(qū)皮帶DTL120/1201200t/h3.15m/s2*160X1200m東區(qū)皮帶DTL120/1201200t/h3.15m/s2*3151320m主斜井強力皮帶DTL120/1201200t/h3.15m/s2*4501340m地面100皮帶DTL120/1201200t/h3.15m/s200150m地面103皮帶DTL120/1201200t/h3.15m/s9090m三、膠帶機運輸能力計算:1、五采區(qū)盤區(qū)皮帶運輸能力:A=300( k£v r Ctg )/10 4ki=300(420 x 1.42x 2.5 x 0.7 x 0.9

38、 x 18X 0.8)/(10000 x 1.1)=509.19 萬 t/a式中：A年運輸量（萬t/a ）K膠帶輸送機負載斷面系數(shù)，取 K= 420B膠帶輸送機帶寬（m，取B= 1.4mV膠帶輸送機帶速，V= 2.5m/sKi運輸不均勻系數(shù)，取 Ki= 1.1r 松散煤堆積容重(t/m3)，取r = 0.7t/m 3 g故障系數(shù)，取g = 0.82、六采區(qū)一部皮帶運輸能力：A= 300 (kB2v r Ctg ) /10 4ki2=300(400 x 12x 2X 0.7 x ix 18X 0.8)/(10000 x 1.1)=219.93 萬 t/a式中：A年運輸量（萬t/a ）K膠帶輸送機

39、負載斷面系數(shù)，取 K= 400B膠帶輸送機帶寬（m，取B= 1.4mC傾角系數(shù)，取C= 1V膠帶輸送機帶速，V= 2m/sK1運輸不均勻系數(shù)，取 K1= 1.1r 松散煤堆積容重（t/m3）,取r = 0.7t/mg故障系數(shù)，取g = 0.8A= 300 (kB2v r Ctg ) /10 4ki=300(400 x 12x 2X 0.7 x 1X 18X 0.8)/(10000 x 1.1)=219.93 萬 t/a式中：A 年運輸量（萬 t/a ）K膠帶輸送機負載斷面系數(shù)，取K= 400B膠帶輸送機帶寬（m，取B= 1.4mc傾角系數(shù)，取C= 1V膠帶輸送機帶速，V= 2m/sK1運輸不均

40、勻系數(shù)，取1.1r 松散煤堆積容重（t/m ）,取r = 0.6t/mg故障系數(shù)，取g = 0.84、北區(qū)轉載皮帶運輸能力：A=300( kB2v r Ctg ) /10 4k1=300(420 x 1.42x 2.5 x 0.7 x 0.9 x 18X 0.8)/(10000 x 1.1)=509.19 萬 t/a式中：A 年運輸量（萬 t/a ）K膠帶輸送機負載斷面系數(shù)，取 K= 420B膠帶輸送機帶寬（m，取B= 1.4mV膠帶輸送機帶速，V= 2.5m/sKi運輸不均勻系數(shù)，取1.1r 松散煤堆積容重(t/m3),取r = 0.7t/m 3g故障系數(shù)，取g = 0.85、西區(qū)皮帶運輸能

41、力：A=300( kB2v r ct g ) /10 4k12=300(420 x 1.22x 3.15 x 0.7 x 0.9 x 18X 0.8)/(10000 x 1.1)=471.36 萬 t/a式中：A 年運輸量（萬 t/a ）K膠帶輸送機負載斷面系數(shù)，取 K= 420B膠帶輸送機帶寬（m，取B= 1.2mC傾角系數(shù)，取C= 0.9V膠帶輸送機帶速，V= 3.15m/sK1運輸不均勻系數(shù)，取 K= 1.1r 松散煤堆積容重（t/m3）,取r = 0.7t/mg故障系數(shù)，取g = 0.8x1.1)x1.1)A=300( kB2v r Ct g )/10 4k1=300(420 x 1.

42、22x 3.15 x 0.7 x 0.9 x 18X 0.8)/(10000=471.36 萬 t/a式中： A 年運輸量(萬 t/a )K膠帶輸送機負載斷面系數(shù)，取 K= 420B膠帶輸送機帶寬(m，取B= 1.2mC傾角系數(shù)，取C= 0.9V膠帶輸送機帶速，V= 3.15m/sK1運輸不均勻系數(shù)，取1.1r 松散煤堆積容重(t/m3)，取r = 0.7t/m 3 g故障系數(shù)，取g = 0.87、主斜井強力皮帶運輸能力：A=300( kB2v r Ct g )/10 4k1=300(420 x 1.22x 3.15 x 0.7 x 0.9 x 18x 0.8)/(10000=471.36 萬

43、 t/a式中： A 年運輸量(萬 t/a )K膠帶輸送機負載斷面系數(shù)，取 K= 420B膠帶輸送機帶寬(m，取B= 1.2mV膠帶輸送機帶速，V= 3.15m/sKi運輸不均勻系數(shù)，取1.1r 松散煤堆積容重（t/m3）,取r = 0.7t/mg故障系數(shù)，取g = 0.88、地面 100皮帶運輸能力：A=300( kB2v r Ct g) /10 4k12=300(420 x 1.22x 3.15 x 0.7 x 0.9 x 18X 0.8)/(10000 x 1.1)=471.36 萬 t/a式中：A 年運輸量（萬 t/a ）K膠帶輸送機負載斷面系數(shù)，取 K= 420B膠帶輸送機帶寬（m，取

44、B= 1.2mC傾角系數(shù)，取C= 0.9V膠帶輸送機帶速，V= 3.15m/sK1運輸不均勻系數(shù)，取 K= 1.1r 松散煤堆積容重（t/m3）,取r = 0.7t/mg故障系數(shù)，取g = 0.8x1.1)x1.1)A=300( kB2v r Ct g )/10 4k1=300(420 x 1.22x 3.15 x 0.7 x 0.9 x 18X 0.8)/(10000=471.36 萬 t/a式中： A 年運輸量(萬 t/a )K膠帶輸送機負載斷面系數(shù)，取 K= 420B膠帶輸送機帶寬(m，取B= 1.2mC傾角系數(shù)，取C= 0.9V膠帶輸送機帶速，V= 3.15m/sK1運輸不均勻系數(shù)，取

45、 K1= 1.1r 松散煤堆積容重(t/m3)，取r = 0.7t/m 3 g故障系數(shù)，取g = 0.8綜上所述，我礦膠帶運輸綜合能力為 471 萬噸。三、皮帶運輸能力達到 500萬噸所需條件A=300( kB2v r Ct g )/10 4k1=300(420 x 1.42x 3.15 x 0.7 x 0.9 x 18x 0.8)/(10000=641.58 萬 t/a式中： A 年運輸量(萬 t/a )K膠帶輸送機負載斷面系數(shù)，取 K= 420B膠帶輸送機帶寬（m，取B= 1.4mC傾角系數(shù)，取C= 0.9V膠帶輸送機帶速，V= 3.15m/sKi運輸不均勻系數(shù)，取 K= 1.1r 松散煤

46、堆積容重（t/m3）,取r = 0.7t/m 3 g故障系數(shù)，取g = 0.8運輸能力達到 500 萬噸，需要將下組煤強力皮帶 DTL120/120 更換為DTL140/140型強力皮帶。第七章 通風系統(tǒng)能力核定第一節(jié) 礦井通風基本情況：xxx 礦目前布置為一個水平，開采 2#上、2#下兩個煤層，采用長壁工作面后 退式回采方式；共有五個井口，采用三進兩回中央分區(qū)式通風方式；抽出式 通風方法。一、現(xiàn)階段礦井主要進、回風巷道情況1 、進風井三個：主平硐，標高+978m斷面10吊，長度750米；平硐配風巷，標高+978m斷面17.4m2，長度1100米；中社斜井，標高+1023.88m 斷面8.6m

47、2、坡度12度、長度210m主斜井，標高+973m斷面19吊、坡度12度、長度1350m2、回風井兩個：楊坡回風立井，標高 +1166m斷面28.26m2，深度242m上水平為160m；金山溝立井，井口標高+1159m斷面6.8m2，深度200m二、現(xiàn)階段礦井礦井主要巷道風量及各采區(qū)采面、硐室布置情況： 礦井總進風 13186m3/min ，總回風 1 3345 m3/min ；南區(qū)總入風量為 2324nr/min，總回風量 2370nVmin，目前有1個回撤面、 1 個硐室、 1 個其它配風地點；北區(qū)總入風量為 10862m3/min ，總回風量 10975m3/min ，目前有 2 個硐室， 1 個其它配風地點；五采區(qū)總入風量為 6042m3/min ，總回風量 6094m3/min ，目前有 1 回采、 1 回撤、 1 準備、 2 掘進、 5 個硐室、 3 個其它配風地點；六采區(qū)總入風量為 2109m3/min ，總回風量 2141m3/min ，目前有 1 個準備 面、 2 個掘進面， 1 個硐室， 1 個其它配風地點；下組煤總入風