煤矿矿井生产能力核定说明书.docx
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煤矿矿井生产能力核定说明书
第一章矿井基本概况······························4
第二章矿井生产能力核定情况·····················7
第一节主井提升能力核定··························7
第二节副井提升能力核定··························8
第三节井下运输能力核定··························9
第四节矿井通风能力核定·························10
第五节排水能力核定·····························27
第六节采掘工作面能力核定·······················28
第七节地面生产系统能力核定·····················33
第八节供电能力核定····························35
第九节矿井压风能力核定·························40
第十节矿井安全能力核定情况·····················43
第十一节矿井综合生产能力情况核定················46
矿井生产能力核定说明书
第一章矿井基本概况
(一)地理位置:
煤集团公司煤矿,位于境内。
陇海铁路、310国道、连霍高速公路均从井田南边经过,地面交通便利,井田南北长4.54公里,东西宽2.5公里,面积约11.35平方公里。
(二)地形地貌:
矿区位于黄河与洛河之间分水岭地段,属低山丘岭区,山势西北高,东南低,海拔高+650—850米,相对高差约200米,矿区北部为寒武—奥陶系灰岩组成的单面山地形,成为次级分水岭。
区内地形起伏,地表冲刷剧烈,冲沟发育,基岩风化带25米—75米,充分显示地壳急剧上升的低山丘地形,其地形不利大气降水的渗透。
(三)主要河流:
本区地面水系简单,无较大的地表水流,仅有一些流量很小的冲沟,甘壕河发源于南沟村附近,从东向西横贯井田南部,据2004年11月17日观测为27.7m³/S,雨季流量暴涨,流量达412m³/S,充分显示山区河流的特点。
甘壕河与硖石河汇入清水河流入黄河。
排沟、王沟发源于狼凹山下,由东向西迳流,于东椅湾村附汇入龙潭沟,沟水均由基岩风化带的坡积层水汇集而成,水量很小,据2004年8月观测,排沟流量为0.0055m³/S,王沟流量为0.005m³/S,雨季流量较大,由于排沟、王沟在井田浅部对煤层充水有一定影响。
(四)井田地质特征
1、地质构造、构造类型:
井田位于陕渑煤田西部,正处在东西构造与东北构造的交汇处两种构造体系相互影响,改造、使矿井地质构造变的较为复杂,区内地层为一宽缓的单斜,地层西北平缓,走向北40°—70°东,倾向东南,倾角10°—20°而西南地层起伏急剧变陡,走向东北30°—70°西,倾向东北,倾角20°—40°,以至增大直立及倒转。
区内构造形态以断层为主,褶曲次之。
总体来看本区地质构造复杂,复杂程度IIa类,区内断层几乎全为正断层。
小断层发育随大断层面的变化,在大断层转弯处小断层数量明显增多。
这将会对今后采区准备和工作面的掘进及回采有直接影响。
2、煤层:
该井田可采煤层为石炭二叠系山西组二1煤层,大部分可采,厚度在0—34米之间,平均厚度为3.86米,煤层倾角8°—25°,平均倾角13°。
井田内煤层厚度变化大,呈串珠状和鸡窝状赋存,薄煤层无煤带呈不规则分布,给巷道布置及安全生产带来一定的影响。
3、煤质:
煤种为主焦煤,灰分含量25%左右,水分7%、硫分含量2.58%属富硫煤和高煤硫,原煤磷含量0.039%,属低磷煤。
4、水文地质条件:
本区地面水系简单无较大的地表水流,仅有一些流量很小的冲沟。
根椐岩性及含水性,地下水贮存与埋藏条件,在井田内划分为三个含水层和三个隔水层。
含水层级是:
1、奥陶系灰岩,2、太原群灰岩,3、二1煤层顶板砂岩,4、二叠系马头山砂岩,5、基岩风化带,6、第四系砾石,第三系泥灰岩、砾岩。
隔水层组为:
1、太原群底部铝土质泥岩,2、二1煤与一4煤顶板灰岩之间的砂质泥岩,3、二叠系下石盒子组中上部紫色砂质泥岩。
在井田南部有几处老窑,均系开采二1煤层,开采范围很小,涌水量仅为10—23m³/Q。
因此,老窑积水量不会太大,但是由于老窑开采年代很久,资料可靠性差,在矿井开采时应采取边探边生产,以防老窑突水。
大气降水是井田充水的主要来源,大气降水补给直接含水层,然后进入矿井。
根据矿井涌水量的大小有明显的季节变化,与降雨量的强度呈明显的相关联系。
地表水的下渗是矿井的第二水源,甘壕河在流经奥陶系灰岩和石灰系灰岩裸露地带时,河水的漏失量84%—92%,而进入矿井采空区后,仍在继续渗漏。
含水层水,煤系下伏石炭系灰岩,奥陶系灰岩含水层,含水比较丰富,是煤层底的主要充水含水层。
构造影响的断层导水,本区阶梯状的断层较发育,高角度的正断层,使上盘煤层与下盘太原群灰岩或奥陶系灰岩含水层斜接或对接,是造成矿井底板突水的主要因素。
老钻孔封孔质量一般较差,1965年施工的钻孔封孔质量都未做透孔检查,为防止意外事故,应引起注意。
根据多年的观测结果,矿井年平均涌水量257.5立方米/小时,最大涌水量为390立方米/小时。
随着开采范围的增加,特别是在深部开采,矿井涌水量有明显增大的趋势,故应完善矿井的排水系统。
5、开采技术条件:
(1)、煤层枯底板情况:
该井田可采煤层为石炭二叠系山西组二1煤层,平均厚度为3.86米,平均倾角13°,煤层伪顶为黑色砂岩直接顶为灰白色细-中粒石英砂岩,底板为黑色泥岩,遇水易澎胀。
(2)、地质构造:
总体来看本区地质构造复杂,复杂程度IIa类。
(3)、瓦斯情况:
根据《2005年8月进行的瓦斯等级及二氧化碳涌出量鉴定》结果,我矿相对瓦斯涌出量4.395m3/t,绝对瓦斯涌出量为3.782m3/min,按《煤矿安全规程》第133条规定,确定我矿为低瓦斯矿井。
(4)煤尘:
本矿煤尘具有爆炸性,爆炸指数Vr为25.02%。
(5)涌水量:
矿井年平均正常涌水量257.5m3/h,最大涌水量为390m3/h,水害等级为中等。
(6)煤的自燃:
测结果表明,本矿井煤的燃点高,无自然发火倾向性。
(7)地温、地压:
井田内地温梯度1.67℃/100m,属地温正常区,随着煤层埋深的增加,底板温度将加大。
区内地压显现明显,采掘过程中经常出现片帮冒顶和底鼓现象,开采深度越大,地压越大,目前正组织技术力量开展对地压的研究工作。
(五)矿井储量:
1、矿井边界:
西部以F41、F44断层为界,东部以F10断层和二1煤层等高线为界,北部和南部分别以F14、F401断层和煤层露头线为界。
2、储量:
①、一采区工业储量243.9万T可采储量90万T
②、二采区工业储量908.9万T可采储量485万T
③、采区工业储量454.1万T可采储量340.6万T
④、四采区工业储量373.7万T可采储量261.6万T
⑤、五采区工业储量102.5万T可采储量71.5万T
⑥、六采区工业储量250万T可采储量188.9万T
深部工业储量2304.3万T可采储量1467.1万T
(六)矿井开拓方式、开采方法:
1、开拓方式:
矿井采用立井单水平分区上、下山开拓方式,通风方式为中央分区式。
主副井均采用多绳摩擦轮绞车提升,主井井口标高+657井深517米采用六吨箕斗提煤,副井标高+656,井深478米,采用单层双车罐笼提升材料,上下人员。
运输大巷采用7吨架线式电机车牵引一吨矿车运输,采区上、下山通过联络巷与运输大巷贯通。
2、开采方法:
开采方法为炮采放顶煤一次采全高,走向长壁后退式采煤法,全部跨落法管理顶板。
第二章矿井生产能力核定情况
第一节主井提升能力核定
煤集团公司煤矿主井,为立井提升,用于矿井原煤提运,配用提升机为JKM2.25×4多绳摩擦式提升机,电动机型号YR118/44-10,6000V功率630KW;绞车最大静涨力21000kg,绞车最大静涨力差为6000kg。
配用箕斗两台,容积6.6m3,井筒高度567m,提升高度505m,绳速6.5m/s。
计算采用资料
(1):
提升一次循环时间T=108s(依据省检测报告)
(2):
采用的提升不均匀系数K=1.1
(3):
箕斗一次提升煤量PM=5.88t
(4):
提升时间18h/每天(我矿采用定量装载并实现数控自动化运行、滚筒直径2m以上的提升机,每日提长时间按18小时计算)
主井提升能力计算:
A=3600
A=3600
=3600
=96.22(万吨/年)
式中:
A——每年提升煤量(万t/a)
b——年工作日,330d;
t——日提升时间,18h;
PM-每次提升煤炭量,t/次;
K-装满系数;
K1——提升不均匀系数,取1.1;
K2-提升设备能力富余系数,取1.1;
T-提升一次循环时间,S/次。
主井的提升能力核定为96.22万t/a。
第二节副井提升能力核定
煤集团公司煤矿副井,为立井提升,用于矿井上、下物料、出矸和运送工作人员。
配用提升机为JKDl.85X4多绳摩擦式提升机,配用电动机型号为ZD2-152-1B;直流440V,400KW;绞车最大静涨力22000kg,绞车最大静涨力差为6500kg。
配用一吨双车罐笼两台;运输用矿车型号为GM1.1-6A.
计算采用资料:
(1)矸石在产量中的比重占R=5.2%,
(2)每次提矸石重量为PG=3.6t,
(3)提矸一次循环的时间TG=300秒
(4)每吨煤用材料比重为M=5.1%,
(5)每次提材料PC=2t
(6)提料一次循环的时间为TC=360s
(7)其它材料每班D=7次,提升一次循环的时间为TQ=360s
(8)每班运送人员总时间为TR=2400s。
(依据省矿井能力核定办法规定,每班上下井时间不宜超过40min,40*60=2400s)
副井提升能力计算:
(万t/a)
A=330
A=95.85(万t/a)
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),%;
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-下其他材料每次循环时间,s/次;
TR-每班人员上下井总时间,s/班。
副井的提升能力核定为95.85万t/a.
第三节井下运输能力核定
煤集团公司煤矿,井下运输大巷总长度为2.5KM,轨距600mm,轨型24kg/m,采用ZK7--6/550型架线电机车牵引,每列载煤矿车29个,每个矿车载重量为1t,配备柒台电机车,八列矿车负责井下一、二、三采区原煤运输。
计算采用资料:
1、大巷运输矸石的比重R=6%,
2、大巷相邻两车的间隔时间T=7.8min,
3、每个矿车载重量G=1t
4、不均衡系数K1=1.15。
5、每列载煤矿车N=29(辆)
6、每年提升煤量A(万t/a)
井下运输能力计算:
A=60
(万t/a)
A=60
=96.62万t/a
式中:
N-每列车矿车数,辆/列;
G-每辆车载煤量,t/辆;
R-通过大巷运输矸石、材料、设备、人员等占原煤运量比重,%;
K1-不均匀系数,取1.15;
T-大巷中相邻两列车间隔时间,min/列。
按下式计算:
T=
(min/列)
式中:
L-大巷运输距离,m;
u-列车平均运行速度,m/min;
t1-装车调车时间(含中途停车时间),min;
t2-卸载调车时间,min;
n-运煤列车的列数,列。
井下运输能力核定为96.62万吨/年。
第四节矿井通风能力核定报告
一、基本情况
煤矿71年建矿,84年投产,矿井开拓方式为单水平分区上、下山,通风方式为分区式,即主、副井进风,一、二采区和三采区分别用两个风井回风。
目前,在一采区中布置有一个工作面,一个炸药库;二采区布置了一个工作面;三采区在煤炭市场疲软时关闭,现已恢复,其中13231工作面已正常生产两个月,另外有13251上、下巷两个掘进头正在施工。
矿井所有掘进工作面均采用局部扇风机压入式通风,回采工作面采用“U”型通风,一、二风井分别设2台4-72-11NO-20B离心式扇风机,互为备用。
根据《二00五年九月进行的瓦斯等级及二氧化碳涌出量鉴定》结果,我矿相对瓦斯涌出量4.395m3/t,绝对瓦斯涌出量为3.782m3/min,按《煤矿安全规程》第133条规定,确定我矿为低瓦斯矿井。
我矿所开采煤层为二叠系山西组二1煤层,煤种为主焦煤,煤层具有爆炸性,爆炸性指数vr为25.02%,但不自燃。
我矿原设计生产能力为60万吨/年,2004年实际生产原煤为60万吨,因此根据上级文件规定:
本次能力核定采用方法二即由里向外核算法核定。
二、通风现状
矿井一、二风井使用的主要通风机(各2台,互为备用)均为沈阳风机厂生产的4-72-11-20B离心式风机,配备电机为JS137-8210KD,功率为210kw,其中一风井电机和风机主轴转数740r/min。
由于该风机已运转二十余年,风机性能降低,为此,2002年4月,我矿邀请焦作工学院的教授对我矿一风井主扇进行了改造,使主扇和电机主轴转数同为740r/min,主扇的吸风量可达2150m3/min,并在同年6月份改造成功。
二风井电机和风机主轴转数640r/min,主扇的吸风量为1560m3/min。
在一、二采区中,我矿使用皮带上,下山进风,轨道上,下山回风的方式来保证通风系统的稳定。
目前,一、二采区总进风量为1870m3/min,总需风量为1674m3/min,供需风量之比为1.2,总回风量为1910m3/min,总排风量1990m3/min;三采区总进风为1560m3/min,总需风量为950m3/min,供需风量之比为1.6,总回风为1580m3/min,总排风量为1650m3/min。
在一二、三采区中我矿共布置了三个采煤工作面,即二采区上山的12031工作面,实测风量为360m3/min;12061上巷,实测风量为320m3/min;一采区布置一个工作面,即11092工作面,实测风量为320m3/min。
(具体配风计划表附后)。
2004年,我矿请焦作工学院教授对我矿主扇进行更换论证,更换后主扇型号为G4-73-Z2B,目前货已到位,预计在2005年底可以更换。
届时,我矿一、二采区的通风能力将得到进一步的提高。
在三采区中,13231工作面实测风量为400m3/min;两个掘进工作面:
即13251上、下巷掘进,实测风量分别为340m3/min、320m3/min。
三、2005年下半年及2006年生产布局计划
当前,在我矿二采区上山布置了一个采煤工作面,即12031工作面和12061一个掘进头生产;在三采区布置了一个工作面生产和两个掘进工作面施工,即13231工作面和13251上、下巷掘进。
12031工作面预计2007年元月份结束,一采区的11092工作面预计2006年8月份结束。
因此,目前我矿用三个采煤面,三个掘进头,来维持正常的生产。
四、矿井用各风地点风量计算
我矿各工作地点配风计算依据上级文件中的有关规定进行计算。
因此矿井总需风量为:
Q矿
(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q备+∑Q其它)×Κ矿通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其它---矿井除了采、硐室地点以外的其它巷道需风量的总和,m3/min;
Κ矿通---矿井通风系数。
抽出式取Κ矿通=1.2
1.采煤工作面风量计算
(1)12031工作面风量计算:
(1.1)按瓦斯涌出量计算
Q=100q采·Kch4
式中:
q采--为瓦斯绝对涌出量;根据实际情况,取1m3/min
Kch4—瓦斯涌出的不均衡通风系数,根据我矿正常生产条件下,连续观测一个月,即7月份中的瓦斯实际情况,取2.8m3/min;
故:
Q=100·q采·Kch4=100×1×2.8=280m3/min
(1.2)按良好气候条件
Q=60·V采·S采
式中:
V采—采煤工作面风速取1m/s
S采—采煤工作面的断面积,我矿采煤工作面采用2.4米л型梁,设计高2米齐梁齐撺支护形式。
因此,工作面断面积为:
S采S=4.8m2
故:
Q=60·V采·S采
=60×1×4.8=288m3/min
(1.3)按炸药量计算
Q=25·A
式中:
A—工作面一次爆破炸药最大用量,取A=6kg
故:
Q=25·A=25×6=150m3/min
(1.4)按人数计算
Q=4·N
式中:
N—采煤工作面同时工作的最多人数取70人
故:
Q=4·Ν=4×70=280m3/min
(1.5)按风速进行验算。
15S 式中: S-工作面平均通风断面S=4.8M2 15S 15×4.8<288<240×4.8=72<288<1152 根据以上计算: 12031工作面需要风量为290m3/min。 (2)13231工作面风量计算: (2.1)按瓦斯涌出量计算 Q=100q采·Kch4 式中: q采---为瓦斯绝对涌出量;根据实际情况,取1m3/min Kch4—瓦斯涌出的不均衡通风系数,根据我矿正常生产条件下,连续观测一个月,即7月份中的瓦斯实际情况,取2.8m3/min; 故: Q=100·q采·Kch4=100×1×2.8=280m3/min (2.2)按良好气候条件 Q=60·V采·S采 式中: V采—采煤工作面风速取1m/s S采—采煤工作面的断面积,故S采=4.8m2 故: Q=60·V采·S采 =60×1×4.8=288m3/min (2.3)按炸药量计算 Q=25·A 式中: A—工作面一次爆破炸药最大用量,取A=8kg 故: Q=25·A=25×8=200m3/min (2.4)按人数计算 Q=4·N 式中: N—采煤工作面同时工作的最多人数取80人 故: Q=4·Ν=4×70=320m3/min (2.5)按风速进行验算。 15S 式中: S-工作面平均通风断面S=4.8M2 15S 15×4.8<320<240×4.8=72<320<1152 根据以上计算: 13231工作面需要风量为320m3/min (3)11092工作面风量计算: (3.1)按瓦斯涌出量计算 Q=100q采·Kch4 式中: q采---瓦斯绝对涌出量;根据实际情况,取1m3/min Kch4—瓦斯涌出的不均衡通风系数,根据我矿正常生产条件下,连续观测一个月,即7月份中的瓦斯实际情况,取2.8m3/min; 故: Q=100·q采·Kch4=100×1×2.8=280m3/min (3.2)按良好气候条件 Q=60·V采·S采 式中: V采—采煤工作面风速取1m/s S采—采煤工作面的断面积,故S采=4.8m2 故: Q=60·V采·S采 =60×1×4.8=288m3/min (3.3)按炸药量计算 Q=25·A 式中: A—工作面一次爆破炸药最大用量,取A=6kg 故: Q=25·A=25×6=150m3/min (3.4)按人数计算 Q=4·N 式中: N—采煤工作面同时工作的最多人数取70人 故: Q=4·Ν=4×70=280m3/min (3.5)按风速进行验算。 15S 式中: S-工作面平均通风断面S=4.8M2 15S 15×4.8<290<240×4.8=72<290<1152 根据以上计算: 11092工作面需要风量为290m3/min。 2、掘进风量计算 1.1按瓦斯计算 Q=100·q掘·K掘通 式中: q掘---掘进巷道瓦斯绝对涌出量取Q=0.6m3/min K掘通--瓦斯涌出不均衡通风系数。 根据实际情况K取2 故: Q=100·q掘·K掘通=100×0.6×2=120m3/min 1.2按局部通风机实际吸风量计算需要风量: 岩巷掘进: Q掘=Q扇×Ii+9S 煤巷掘进: Q掘=Q扇×Ii+15S 由于我矿所有掘进工作面均为煤巷掘进,因此采用煤巷掘进计算方法; Q扇---局部通风机实际吸风量,m3/min.安设局部通风机的巷道中的风量,除了满足局部通风机的吸风量而外,还应保证局部通风机吸入口至掘进工作面回风流之间的风速岩巷不小于0.15m/s、以防止局部通风机吸入循环风和这段距离内风流停滞,造成瓦斯积聚;掘进风机均采用2×11对旋式,额定吸风量为145---225m3/min。 I---掘进工作面同时通风的局部通风机台数。 取1 S---掘进巷道断面。 13251上、下巷各取6m2;12061上巷取4.8m2 故: 13251上巷风量为: Q=Q225×1+15S =225+15×6 =315m3/min 13251下巷风量为: Q=Q225×1+15S =225+15×6 =315m3/min 12061上巷风量为: Q=Q225×1+15S =225+15×4.8 =297m3/min 1.3按工作面最多人数 Q=4·N 式中: N—掘进面最多人数为20人 故: Q=4×20=80m3/min 1.4按炸药量计算 Q=25·A 式中: A---掘进工作面一次爆破炸药最大用量,取3.15kg. 故: Q=25·A=25×3.15=78m3/min 1.5结合以上计算,我矿掘进巷道需要风量通取315m3/min。 带入风速校验: 岩巷: Q岩掘>9S掘 煤巷: Q煤掘>15S掘=15×4.8=72m3/min 则315>72 通过以上计算取掘进头通用风量Q=315m3/min。 3、井下硐室需要风量,应按矿井各个独立通风硐室实际需要风量的总和来计算: ∑Q硐=Q硐1+Q硐2+Q硐3+…+Q硐n 式中: ∑Q硐---所有独立通风硐室需要风量总和,m3/min; Q硐、Q硐、Q硐、…、Q硐n---不同独立供风硐室需要风量,m3/min. 矿井井下不同硐室配风原则: (1)井下爆炸材料库配风必须保证每小时4次换气量: Q库=4V/60=0.07V(m3/min) 式中: Q库---井下爆炸材料库需要风量,m3/min. V---井下爆炸材料库的体积,m3.经过计算取800m3。 故: Q库=4V/60=0.07V =0.07×800=56m3/min 根据我矿实测炸药库风量为Q库=80m3/min (2)井下机电室,应按其回风流中氢气浓度小于0.5%计算风量。 机电硐室需要风量应根据不同硐室风设备的降温要求进行配风。 (附硐室配风及温度表) 选取硐室风量,须保证机电硐室温度不超过30。 C,其它硐室温度不超过26。 C。 故: 根据我矿实际情况,Q硐=60m3/min能满足降温要求。 故: ∑Q硐=Q硐1+Q硐2+Q硐3+…+Q硐n+ =Q上+Q中+Q下+Q炸药 =60+60+60+80=260m3/min (3)其它井巷实际需要风量,应按矿井各个其它巷道用风量的总和计算。 我矿目前仅有南大巷流煤眼属于此类巷道(有架线机车通过)。 (3.1)按瓦斯涌出量计算: Q其=100qCH4×K其通(m3/min) 式中: =100×0.6×1.2 =72 Q其i---第i个其它井巷实际用风量,m3/min; QCh4---第i个其它井巷最大瓦斯绝对涌出量,m3/
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