第一章 概述 ............................................................................................................................................ 3
第一节 第二节 第三节 第四节
核定工作的简要过程 .................................................................................... 3 核定依据的主要法律、法规、规范和技术标准 .......................... 3 核定主要系统环节及结果 .......................................................................... 4 最终确定的煤矿核定生产能力 ............................................................... 5
第二章 煤矿基本情况 ....................................................................................................................... 5
第一节 自然属性 ............................................................................................................................ 5 第二节 矿井建设情况 ............................................................................................................... 8 第三节 煤矿生产现状 ............................................................................................................... 8 第三章 煤矿生产能力核查计算................................................................................................ 10
第一节 资源储量核查 ............................................................................................................. 10 第二节 主井提升系统能力核定 ........................................................................................ 13 第三节 副井提升能力核定 .................................................................................................. 14 第四节 井下排水系统能力核定 ........................................................................................ 16 第五节 供电系统能力核定 .................................................................................................. 18 第六节 井下运输系统能力核定 ........................................................................................ 20 第七节 采掘工作面能力核定 ............................................................................................. 22 第八节 通风系统能力核定 .................................................................................................. 26 第九节 地面生产系统能力核定 ........................................................................................ 37 第十节 选煤厂生产能力核定 ............................................................................................. 37 第四章 煤矿生产能力核定结果................................................................................................ 38
第一节 各环节能力核定结果分析 .................................................................................. 38
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第二节 煤炭资源保障程度分析 ........................................................................................ 39 第三节 煤矿生产能力核定结果 ........................................................................................ 39 第五章 问题与建议 .......................................................................................................................... 39
第一节 各生产系统(环节)存在的主要问题 ............................................................. 39 第二节 建议采取的整改措施 ............................................................................................. 40
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白庄煤矿生产能力核定报告书
第一章 概述
第一节 核定工作的简要过程
为保证煤矿生产能力复核工作科学有序地开展，促进安全生产和合理开发利用煤炭资源，实现煤炭工业可持续发展，焦作煤业（集团）有限责任公司按上级主管部门及省局豫煤行【2006】576文等有关要求，成立了煤矿生产能力复核领导小组，领导小组下设办公室。办公室设在生产管理处。6月23日集团公司制定了《焦煤集团煤矿生产能力复核实施方案》，以焦煤生字【2006】213号文上报省局并下发各生产矿井；7月4日以焦煤生字【2006】226号文《关于申报焦煤集团生产能力核定资质的申请》上报省局，并取得资质；按省局要求分两批参加了国家发展改革委和省煤炭工业局组织的煤矿生产能力复核骨干技术人员培训班，经考试全部合格并取得资质；生产能力复核人员坚持求真务实、实事求是的原则，认真学习标准和计算方法，深入现场、深入井下，各项计算公式和技术参数的选用做到了科学、合理、可靠。复核人员严格标准，规范程序，严格遵循生产能力核定的各项规定和标准，对各系统（环节）的能力一一认真核查，完成了朱村矿生产能力复核工作。
第二节 核定依据的主要法律、法规、规范和技术标准
一、《煤炭法》、《矿产资源法》、《安全生产法》、《矿山安全法》等有关法律法规；
二、《煤矿安全规程》（2004年版）、《选煤厂安全规程》（AQ1010－2005）； 三、《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》等有关煤炭产业政策；
四、《煤炭工业矿井设计规范》（GB50215－2005）、《煤炭洗选工程设计规
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范》（GB50359－2005）；
五、国家发展改革委关于印发煤矿生产能力核定的若干规定的通知（法改运行（2004）2544号文）；
六、国家安全监管总局、煤矿安监局、发展改革委《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）；
七、原煤炭工业部制定的《煤炭工业技术政策》、《煤炭工业计划和统计常用指标计算办法》和《关于核定矿井（露天）洗煤厂生产能力实施办法》；
八、采用或参考了在煤炭生产建设实践中经实测、统计分析和总结，并已取得合法的有关技术参数；
九、其它法律、法规及有关规定。
第三节 核定主要系统环节及结果
核定主要系统包括主井提升系统、副井提升系统、井下排水系统、供电系统、井下运输系统、采掘工作面、通风系统、地面生产系统、洗煤厂生产系统等矿井的主要生产系统。各系统核定能力见表1.3.1。
白庄煤矿各生产系统核定能力表 表1.3.1 系统名称 主井提升系统 副井提升系统 井下排水系统 供电系统 井下运输系统
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核定能力（万t) 34 51 60 51 30 焦作煤业（集团）白云煤业有限公司白庄煤矿
采掘工作面 通风系统 地面生产系统 28 30 66 资源储量简述：白庄煤矿11采区和12采区合计可采储量182万t，剩余服务年限5 a。矿井14采区正在开拓，矿井服务年限还会延长。
第四节 最终确定的煤矿核定生产能力
以最薄弱的生产系统能力（采掘工作面生产能力28万t/a）为最终的核定生产能力，按规定要求核定为28万t/a。
第二章 煤矿基本情况 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
焦作煤业（集团）白云煤业有限公司白庄煤矿位于河南省、焦作市、修武县、方庄镇境内，西距焦作市区25公里，南距修武县城15公里，地理坐标为：东经：113o 24′58″～113o 26′58″；北纬：35o 20′22″～35o 21′31″。为国有全资公司。隶属于焦作煤业（集团）有限责任公司。 本区属山前冲洪积平原，地势呈北高南低，西高东低；全区被新生界掩盖，有少量黄土冲沟。海拔标高105.90—119.99m，相对高差14.09m。 本区西部边界距焦作市约20km，南距焦(作)～新(乡)铁路修武车站约12km，修武～云台山旅游区公路从矿区西约600m处通过。区内有简易公路与之相连，交通便利。
二、井田位置，边界范围，拐点坐标，井田面积，相邻矿井关系
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白庄煤矿井田位于焦作煤田东部，西起界碑断层,东与吴村煤矿相邻,南至魏村断层,北到九里山断层和煤层露头,面积2.6平方公里。井田范围由以下11个拐点坐标连线固定。
井田范围拐点坐标
点号 1 2 3 4 5 6 x 3912480 3912955 3912625 3913318 3913708 3913745 y 38447150 38447550 38447875 38449263 38449800 38449764 点号 7 8 9 10 11 x 3913936 3914954 3913600 3913785 3913065 y 38449944 38449541 38448000 38447738 38446920 三、井田地质情况，地层，含煤地层，构造
地层：区内基岩全部被新生界所覆盖，据钻孔和矿井工程揭露资料，地层由老至新为：中奥陶统马家沟组、中石炭统本溪组、上石炭统太原组、下二叠统山西组和下石盒子组、上二叠统上石盒子组和第三、四系。
含煤地层为石炭二叠系含煤地层。
构造：本区东段为一单斜构造，地层走向北东，倾向150o，倾角15o；西段为白庄背斜，地层走向北东，倾向南西和北西，倾角15～26o；全区共发现落差10m以上的断层14条，10m以下的断层15条，采掘中发现2m以下的小小断层14条。构造复杂程度属中等类型。
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
矿井开采煤层为二1煤层，位于山西组下部，层位稳定，全区可采，煤层厚度2.36 ～ 8.02m，平均5.51m，煤层结构简单，仅局部含厚0．05～0．25m的炭质泥岩或泥岩夹矸1～2层。
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本区含煤地层为太原组、山西组和下、上石盒子组，含煤地层总厚度约550.73m，共含煤13层，煤层总厚9.30m，含煤系数1.69％，可采煤层厚度7.21m，可采含煤系数1.3 1％
矿井开采二1煤层，2005年底保有资源储量为918万吨，其中（111b）275万吨，可采储量182万吨。
二1煤为黑色，以块状为主，少量粉粒状，似金属光泽，煤岩组分以亮煤为主，次为镜煤和暗煤，煤岩类型属半亮～光亮型煤。煤的视密度为1．47t／m3，真视密度为1.56t／m3。原煤灰分为7.02~19.0%，平均13.5%；硫分为0.27~1.0%，平均0.5%；全水分为1.44~6.64%，平均3.46%；发热量为29MJ/kg。为低水、低灰、特低硫，抗碎强度高，热稳定性好，高熔灰分，中高发热量无烟煤三号。
五、水文地质情况，开采技术条件
本区二1煤层顶板直接充水含水层为砂岩裂隙孔隙含水层，底板直接充水含水层为太原组上段灰岩岩溶裂隙含水层，因本区构造复杂程度东西有所差异，其水文地质勘查类型东部应划为第三类第二亚类第二型，西部则应划为第三类第二亚类第二型偏三型。总体来看，本区属以底板岩溶裂隙水充水为主的水文地质条件中等偏复杂的矿床类型。
二1煤层伪顶岩性以泥岩、砂质泥岩和炭质泥岩为主，随采随落。老顶多直接压煤或与伪顶直接相连，岩性以厚层状中细粒砂岩为主，致密坚硬，稳定性好。煤层直接底板岩性为泥岩和砂质泥岩，稳定性较好。
矿井经瓦斯等级鉴定，最大绝对瓦斯涌出量为2.9m³/min，最大相对瓦斯涌出量为5.97m³/t, 目前矿井绝对瓦斯涌出量为2.73m³/min，相对瓦斯涌出量为5.52m³/t，属低瓦斯矿井。按低瓦斯矿井管理；二1煤层无煤尘爆炸危险性；自燃发火倾向等级为三类，属不易自燃煤层；地震动峰值加速度值
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为0.15，对应的地震设防烈度为Ⅶ度；地温属正常区，无高温影响。
第二节 矿井建设情况
一、设计时间及单位
白庄煤矿是在1970年封丘、修武两县合办的小煤窑基础上发展起来的，没有进行正规的开采设计。
二、立项、批准时间及单位，建设期及投产期，设计生产
三、技术改造、整合改造或改扩建矿井设计生产能力及有关立项、开竣工和投产验收情况
1979年12月，白庄煤矿自行设计，对矿井进行了技术改造，由于当时为地方煤矿，没有进行立项、开竣工和投产验收。
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、采区划分 矿井运输提升：回采工作面、下山均采用SGW—17型和SGW—20型刮板输送机运输，水平运输大巷采用7吨电机车运煤；主井采用2.5米绞车提升，主要提升原煤和材料；付井采用2.0米绞车提升，主要提升人员。 矿井通风方式为中央并列抽出式机械通风。
井下排水系统为各出水点通过水沟或水泵流入采区临时水仓，采区泵房分别排至水平运输大巷，经水沟流入中央水仓，再由中央泵房排至地面，为两极排水。
矿井供电采用3.5KW双回路双电源供电。 二、通风方式
矿井通风方式为中央并列式。主井进风，副井回风，主扇型号均为K70-NO18型轴流式通风机，一台工作，一台备用。
三、现主要生产煤层、采区、工作面情况
矿井生产煤层为二1煤，煤层层位稳定，全区可采，煤层厚度2.36 ～
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8.02m，平均5.51m。生产采区为11采区和12采区，各布置一个回采工作面和一个掘进工作面生产。14采区正在进行开拓，因出水现正在封堵。
四、近几年生产完成情况
2003年—2005年产量如下 单位：（万吨） 年 度 原煤产量 其中回采产量 其中掘进产量 2003 32.5 29.2 3.3 2004 26.2 23.6 2.6 2005 25.5 22.9 2.6 五、煤炭资源回收率情况
按照焦煤集团公司下发的焦地字[1998]159号关于转发《中华人民共和国煤炭工业部令》的通知，白庄矿成立矿产资源督察管理小组，严格执行《煤炭法》和国家规定的关于合理开采煤炭资源提高回采率的若干规定及关于生产矿井损失量计算办法的规定，管理小组每月都针对井下发生的丢煤问题及时召开会议，讨论解决办法，及时向区队下达停采线调向通知单和预防丢煤通知书，工作面在回采结束前两个月，向采区说明采煤工作面与工作面停采线不平行需及时加快调向，不丢三角煤，从而提高了矿井回采率。2005年采区煤炭资源回收率为80%。
六、今后三年的生产接续安排
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2007年～2009年采煤工作面接续表
采煤工作面编号 队 1103煤柱上分层 1103煤柱下分层 1101煤柱上分层 采 1101煤柱下分层 一 队 东大巷下煤柱上分层 东大巷上煤柱上分层 合计 1203煤柱上分层 1203煤柱下分层 1201煤柱上分层 采 二 队 1201煤柱下分层 1200煤柱上分层 1200煤柱下分层 12142工作面 合 计 全矿 总 计 12.6 11.3 46.7 3.1 3.1 4.8 4.8 7.8 7.8 8.9 40.3 87 08.6.11 — 09.4.10 09.4.11 — 10.1.10 06.12.1 — 07.2.20 07.2.21 — 07.5.10 07.5.11 — 07.9.20 07.9.21 — 08.2.10 08.2.11 — 08.9.15 08.9.16 — 09.4.20 09.4.21 — 10.1.10 15 2.0 2.1 4.8 3.1 13 28 8.4 15 1.7 7.8 3.5 13 28 4.2 10.8 15 4.3 8.7 13 28 7.1 07.12.21 — 08.6.10 0.5 6.6 量（万吨） 4.3 4.3 7.1 06.12.5 — 07.3.15 07.3.16 — 07.6.30 07.7.1 — 07.12.20 工作面可采储接续起止日期 年 3.1 4.3 7.1 年 年 后一后二后三
第三章 煤矿生产能力核查计算
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(保有、累计探明、累计采出、累计损失)
（一） 本次资源储量估算截止日期为2005年末。
（二）白庄煤矿位于焦作煤田东部，井田西起界碑断层,东与吴村煤矿相
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邻,南至魏村断层,北到九里山断层和煤层露头。井田东西长2.6公里，南北宽1公里，面积约2.6平方公里，计算开采深度为+30～-560米。详见白庄煤矿井田范围拐点坐标表：
白庄煤矿井田范围拐点坐标表
点号 1 2 3 4 5 6 x 3912480 3912955 3912625 3913318 3913708 3913745 y 38447150 38447550 38447875 38449263 38449800 38449764 点号 7 8 9 10 11 x 3913936 3914954 3913600 3913785 3913065 y 38449944 38449541 38448000 38447738 38446920 选取的主要参数为：煤的视密度为1．47T／m3，真视密度为1.56T／m3。原煤灰分为7.02～19.0%，平均13.5%；硫分为0.27～1.0%，平均0.5%；全水分为1.44～6.64%，平均3.46%；发热量为29MJ/kg。
（三）估算结果如下：
2006年3月，河南省煤炭地质勘察研究院对矿井进行了资源核查，北京中矿联咨询中心进行了评审，河南省国土资源厅以豫国土资储备字[2006]83号关于《河南省焦作煤业(集团)白云煤业有限公司白庄煤矿资源储量报告》矿产资源储量评审备案证明进行了备案。
2005年末累计探明资源储量为：1577万吨 2005年末保有储量为：918万吨
111为182万吨，11lb为275万吨，333为643万吨。： 2005年末工业资源储量为：275万吨 2005年末累计采出资源储量为：599.5万吨 2005年末累计动用资源储量为：659万吨 2005年末累计损失资源储量为：59.5万吨 2005年度资源回收率为：核定 80％，实际 80％。
二、煤层赋存条件、资源储量发生变化的情况及原因说明
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矿井开采煤层为二1煤层，位于山西组下部，层位稳定，全区可采，煤层厚度2.36 ～ 8.02m，平均5.51m，煤层结构简单，仅局部含厚0．05～0．25m的炭质泥岩或泥岩夹矸1～2层；煤层走向北东，倾向150o，倾角15o；煤层埋藏深度为130～660m。
保有资源储量、可采储量较过去有所增加，主要原因是河南省煤炭地质勘察研究院对矿井进行资源核查时，将以前摊销的大巷保护煤柱、断层防水煤柱、井筒保护煤柱、下山保护煤柱又划进了保有资源储量之内。
三、资源储量核查结果
2005年末资源储量核查结果为：
（111）为182万吨，（11lb）为275万吨，（333）为643万吨 开拓煤量为182万吨，可回采5年。 准备煤量为182万吨，可回采60月。 回采煤量为11.5万吨，可回采4.6月。 均符合规程要求。
白庄煤矿矿截止2005年末可采储量182万吨，上次核定生产能力24万t／a，本次拟调整核定生产能力为28万t／a。
矿井剩余服务年限为：
a = G/kB·A = 182/（1.3×28）= 5.0 a
式中：a — 矿井剩余服务年限；
G — 2005年末可采储量，182万吨； A — 矿井拟调整的核定生产能力28万t／a：
KB — 储量备用系数，矿井地质构造较简单；煤层赋存较稳定，开采技术条件较好，取1.3
矿井剩余服务年限5a，资源储量满足生产服务年限的要求，经核算，核定生产能力为28万t／a。
四、存在的问题及整改意见
14采区资源储量级别较低，满足不了生产要求。
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建议加快进行14采区地质勘探。
第二节 主井提升系统能力核定
一、概况
（一）主井提升（运输）方式
主井为立井提升，采用单层罐笼1吨矿车提升，主要担负主井原煤提升任务。
（二）主要技术参数
提升机型号2бM2500/1220型缠绕式双滚筒绞车，该绞车为六十年代仿苏产品，抚顺产。绞车提升最大速度为4.2m/s，提升井口标高+115.8，井底标高-66.2米，提升高度182米，提升容器为一吨单层罐笼，矿车采用1吨U型矿车，矿车载重1吨，电机型号：功率200KW，6KV两回电源线路，电控采用TKD型。提升一次循环时间50S。
（三）检测时间及结论
2004年7月由河南省安全产品检测中心里进行了绞车性能测试，结论合格，目前绞车运行正常。
二、主井提升能力核定计算：
由公式：A= 3600×b×t×pm×k
104×k1×k2×T
3600×330×16×1×1
= 104×1.2×1.1×50
= 34.8 (万t/a)
式中：b-年工作日（330d）;
t-日提升时间（16h）;
p m -每次提升煤炭量（1t/次）;
k-装满系数，立井提升取1;
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k1-提升不均匀系数，井下无缓冲煤仓（1.2）； k2-提升能力富余系数（1.1）；
T-提升一次循环时间，现场实测（50S）
由以上计算，我矿主井提升核定能力为34 万t/a。上年度为28万t/a，能力变更主要原因是电控系统改造，更换了高压换向器，加装了动力制动，井口井底状况进行改善，提升循环由60s缩短为50s 。
三、问题及建议
主井绞车为上世纪60年代仿苏产品，服役时间较长，运行中应该加强对绞车性能的检测检查，以及保护装置的试验和对关键部位的探伤，强化日常管理，定期检修维护，以保证运转的安全性和连续性。
第三节 副井提升能力核定
一、概况
（一）副井提升方式和任务
副井为立井提升，主要用于升降人员及材料。 （二）提升机主要技术参数
提升机规格型号2бM2000/1020缠绕式双滚筒提升机，井口标高+114.5，井底标高-58，提升高度172米,井筒直径4.2米。用一台角移式制动器，绞车为六十年代仿苏产品，提升容器为一吨单层罐笼，徐州产，有MA标志。楔型连接装置，提升钢丝绳直径为Ø24.5mm，钢丝绳罐道，电机型号为JR125-6.功率130KW，电压380V，串电阻调速，TKD电控系统，保护装置齐全、可靠，装有BF-111型防坠器2台。提升矸石、提升材料和下其他材料一次循环时间分别为70s、70s、80s。
（三）、检测结果及结论
2006年4月进行了绞车性能测试，结论合格。 二、副井提升能力核定计算：
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5×3600-TR-DTQ A = 330×3× R M 104（ — TG + — TC） PG PC
5×3600—3780—5×80
= 330×3× 0.1 0.26 104（ — ×70 + — ×70） 1.1 0.9 = 51.46 （万t/a） 式中：TR：每班上下人总时间3780S/班
其中： 实测工人每班下井时间为35min，则升降工人时间为35×1.5=52.5min，升降其他人员时间为52.5×0.2=10.5min，因此每班人员上下井总时间为52.5+10.5=63min=3780s
D：下其它料次数5次 R：出矸率
2005年提升矸石22750 车，原煤产量25.5 万t，则 R = 22750×1.1×100％ = 9.8％
255000
设计出矸率为10％，实际出矸率为9.8％，故取10％。
PG：每次提矸石重量1.1吨 M：每吨煤用材料比重2.6%
2005年提升各类材料7280车，原煤产量 25.2万t， 则M = 7280×0.9×100％ = 2.6% 255000
TG：提矸一次循环时间70s/次（实测） TC：提升材料一次循环时间70s/次（实测） TQ：下其他材料每次循环时间80 s/次 PC：每次提升材料重量0.9 t
由以上计算，我矿副井提升核定能力为51万t/a。上年度为25万t/a，能力变更主要原因是上下井时间缩短，提升机性能改善。
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三、问题及建议
副井绞车为上世纪60年代仿苏产品，服役时间较长，运行中应该加强对绞车性能的检测检查，以及保护装置的试验和对关键部位的探伤，角移式制动器更要认真维护检测。作好钢丝绳的防锈蚀处理，定期检修维护，以保证运转的安全性和连续性。
第四节 井下排水系统能力核定
一、概况
（一）矿井排水系统基本情况
由于矿井已报废,现仅回采煤柱,排水系统较简单，东区由下山3台4时水泵3趟Ø100mm管路排至水平大巷，西区由4台4寸水泵4趟Ø100mm管路排至水平大巷，单台水泵流量为100m³/h，功率为37KW，由大巷排水沟自流至中央泵房水仓，水沟总长度1200米。中央泵房装有JG10D~55×4水泵6台，每台电机容量500KW，水泵额定流量600m³/h，两台工作，两台备用、两台检修。一般情况下一台水泵运行即可满足要求，水由主、副井筒各两趟325×10管道排至地面(无缝钢管)，排水高度约为180m 。中央泵房主水仓为内外两个，容量分别分2500M3和3766M3，均按时清挖能保证容量。
（二）矿井正常涌水量和最大涌水量
2005年矿井实际正常涌水量408 m3/h ，实际最大涌水量600 m3/h。同年水泵技术测定每台水泵平均小时排水量为600m3/h。
二、计算过程及结果
（一）、校验水泵能否在20h 内排出24h 的正常涌水量和最大涌水量。 正常涌水时，2台泵工作，20h排水量：600×2×20 = 24000（m³）。 正常涌水时，24h涌水量：408×24 = 9792（m³）<24000 m³。 最大涌水时，24h涌水量：600×24 = 14400（m³）<24000 m³。 以上计算表明，2台水泵及2趟管路工作，备用水泵未投入，20h能排出矿井24h的正常涌水量或最大涌水量，符合《煤矿安全规程》要求，且排水系统能力较大。
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（二）、水仓容量校验。
由于矿井正常涌水量为408（m3/h）<1000m3/h水仓容量应符合v≥8Qn要求。
8Qn = 8×408 = 3264（m3） Qn—矿井正常涌水量；
水仓总容量为：2500+3766 = 6266（m3）>3264 m3，满足《煤矿安全规程》要求。
（三）、排水能力计算
1、正常涌水时排水能力计算。
20Bn An= 330
4
10Pn
Bn = 1200m³/h 工作泵小时总排水能力
Pn: 平均日产吨煤所需排出正常涌 m³/t（统计05年数据）
Pn= Qn×24×330/（25.5×104）
=408×24×330/（25.5×104）
=12.7 （m³/t）
20 ×1200
则：An= 330 = 62.36 （万t/a） 4
10×12.7
2、最大涌水时排水能力计算。
Am = Bm×20×330
Pm×104
Bm=2400m³/ h（工作泵+备用泵小时总排水能力） Pm : 日出吨煤所需排出最大涌水量（m³/t） （05年数据）
Pm= Qm×24×330/（25.5×104）
=600×24×330/（25.5×104）
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=18.6 （m³/t）
Am= 2400×20 ×330 = 85.16（万t/a）
18.6×104
通过以上校验和计算，排水系统符合《煤矿安全规程》要求，取计算结果的较小值，确定矿井排水系统核定能力为60万t/a。上年度为51万t/a，能力变更主要原因是日出吨煤所排的最大涌水量减少。
三、问题及建议
由于排水管路使用时间长，老化易被腐蚀，应定期进行防腐处理。另应加强对水泵性能的定期检测和日常维护。以保证水泵的正常运行。
第五节 供电系统能力核定
一、概况
(一)煤矿电源线路情况
公司有李—白、古—白两趟35KV架空线路，两回路电源线路均为LGJ—120型，长度分别为2000米和1980米
（二）地面设35KV变电所占地2500平方米，装设S9-5000/35主变一台，另一台S7—3150/35变压器备用，装机容量为3150KW，矿井实际用电负荷为3100KW（含水泥厂负荷），井下最大涌水时的用电负荷1300 KW。
（三）下井电缆规格、回路数
沿井筒敷设6KV下井电缆三路，主井筒150mm²，180 mm²电缆各一路，副井筒150 mm²电缆一路，均为ZLQ50型铅包粗钢丝凯装电缆，每路长350m。地面变电所各保护装置定期由供电局校验整定，运行可靠，能满足矿井配套生产能力。2005年全矿用电量 1030万kwh，2005年实际生产原煤 25.5万t 。
根据我矿目前现状，我们决定近期将5000 KVA主变更换为3150KVA正常运行，另一台3150KVA变压器备用，所以下面主变容量以3150KVA计算。
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 全矿计算电流：I =
31003350.9线路 LGJ—120允许载流量：环境温度25o时为 380A（查表），考虑环境温度
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= 56.8（A）
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400c时温度校正系数0.81，则IX= 380×0.81= 307 A ＞I = 56.8 A 。
2、线路压降校核
LGJ—120线路单位负荷矩时电压损失百分数：当cosØ=0.9时为0.0378％/MW.km（查表），则电源线路电压降为：0.0378％×2×3.1=0.23％＜5％℅
由以上校验，可知电源线路安全载流量及压降均符合要求。 （二）下井线路安全载流量及压降校核 1、安全载流量校核
1300 井下计算负荷电流：Ij= 360.8 = 156（A）
下井电缆3回，载流量分别为250，250，295A，合计为795A。当一回发生故障时，其余两回允许载流量为500A＞156A。 2、 电缆压降校核
ZLQ50型3×150电缆单位负荷矩时电压损失百分数，当cosØ=0.8时为0.521％/MW.km（查表），则每根电缆线路电压降为：
0.521%1.30.35 = 0.07％＜ 5％。
3其中井下负荷为1.3MW，线路长0.35km。
由以上校核可知，下井线路安全载流量及压降均符合要求，当一回电缆故障时，其余电缆能保证井下全部负荷用电。由于井下中央变电所还需向采区供电，故下井电缆电压降应留有一定富余。
（三） 线路能力计算 A = 330 ×16×P/（104W）
=330×16×66130/（104× 40.39） = 270（万t/a） p—线路供电容量。
当线路允许载流量为380A时，
P = 3×380×35×0.9 = 20732 KW 当线路压降为5％时，
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P =
5% = 66.13（MW）= 66130 KW
0.0378%2即线路允许合理供电容量为20732KW
W为上年度吨煤综合电耗，W = 1030/25.5 = 40.39（kwh/t）
（四） 主变压器能力计算。 A = 330×16
S31500.9=330×16 10410440.39= 37（万t/a）
式中：S-主变压器容量，3150kvA
W-上年度吨煤综合电耗， ψ-矿井功率因数，取0.9
由以上校验和计算，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,取其较小值确定供电系统核定能力为36万t/a。上年度为35万t/a，能力变更主要原因是线路允许合理供电容量变更。
三、 问题及建议
供电作为原煤生产的重要保证，在日常的工作中， 要加强对两趟高压线路、地面变电所的设备、三路下井电缆的检查检修及各性能的检测鉴定。来保证原煤的安全生产。
第六节 井下运输系统能力核定
一、概况
井下分东西两翼开采，两翼下山均用SGW22B型刮板输送机运输，东区下山倾角15度，长度280米，西区下山倾角14度，长260米，工作面和顺槽均用SGW22B刮板机运输，水平大巷用直流架线式电机车轨道运输，机车型号ZK7型，轨距600毫米，湘潭电机车厂70年代生产，共有三台，东西两翼各一台正常运行，一台备用。轨道规格为18kg/m钢轨，东大巷运输长度为625米，西水平大巷运输长度260米。
二、现对井下运输系统环节设备能力分别进行核定。 (一) 东翼：
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工作面：顺槽长度约80米，用SGW22B型刮板输送机运输，v= 0.5 m/s，输送能力100 t/h
下山运输斜长280m，倾角15度，采用SGW22B型 刮板输送机运输，v= 0.5 m/s，输送能力100 t/h
（二）西翼：
工作面：顺槽长度约110米，用SGW22B型刮板输送机运输，v= 0.5 m/s，输送能力100 t/h
下山运输斜长260m，倾角14度，采用SGW22B型 刮板输送机运输，v= 0.5 m/s，输送能力100 t/h
（三）电机车运输能力核定计算：
A = 60×16×330×N×G/〔104×k1×（1+R）×T〕
= 60×16×330×25×1/〔104×1.15×（1+0.127）×20〕
= 30.55（万t/a） 式中：A—年运输量，万t/a
N—每列车矿车数，25 辆/列， G—每车载煤量，1t/辆
R—通过大巷运输的矸石，材料，设备等占原煤运量比重：12.7% K1—不均衡系数，1.15
T —大巷中相邻两列车的间隔时间，20min/列 T=〔(2L/u)+t1+t2〕/n =〔2×625/150+17+14〕/2 =20 （min/列）
式中：L—大巷运输距离625m。
u—列车运行速度150m/ min。
t1—装车调车时间（包含中途停车时间），17 min。 t2—卸载调车时间，14 min。 n—同时运煤列车的列数，2列。
综上分析，东、西翼运输系统中，电机车运输能力最小为：30.55万t/a，
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故井下运输系统核定能力为30万t/a。上年度为27万t/a，能力变更主要原因是架空线路改善，机车控制系统更新及道轨更换为大规格，从而所牵引列车数量增加5辆。
三、水平大巷采用架线式电机车运输，设备老化，东、西区斜巷运煤均采用刮板输送机运输，运输线路长。所以应加强对电机车和刮板输送机的日常检查维护，强化制度管理，最大限度的服务好原煤的安全生产。
第七节 采掘工作面能力核定
一、概况
（一）煤矿现主要生产采区及接续采区情况。
矿井为单水平下山分区式开拓，生产水平为-66水平，整个矿井共三个采区，现11、12两个采区进行生产；14采区进行开拓，因14采区地质构造较复杂，开拓过程中断层出水，现正在封堵。
（三） 采掘队个数及生产地点的接续安排
矿井现有二个采煤队，一个掘进队（二个掘进头）。生产地点的接续安排见下表。
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2007年～2009年采煤工作面接续表
采煤工作面编号 队 1103煤柱上分层 1103煤柱下分层 采 一 队 1101煤柱上分层 1101煤柱下分层 东大巷下煤柱上分层 东大巷上煤柱上分层 合计 1203煤柱上分层 1203煤柱下分层 1201煤柱上分层 采 1201煤柱下分层 二 1200煤柱上分层 队 1200煤柱下分层 12142工作面 合 计 全矿 总 计 7.8 8.9 40.3 87 08.9.16 — 09.4.20 09.4.21 — 10.1.10 13 28 3.5 13 28 4.3 8.7 13 28 7.8 08.2.11 — 08.9.15 7.8 4.8 07.9.21 — 08.2.10 3.1 1.7 量（万吨） 4.3 4.3 7.1 7.1 12.6 11.3 46.7 3.1 3.1 4.8 06.12.5 — 07.3.15 07.3.16 — 07.6.30 07.7.1 — 07.12.20 07.12.21 — 08.6.10 08.6.11 — 09.4.10 09.4.11 — 10.1.10 06.12.1 — 07.2.20 07.2.21 — 07.5.10 07.5.11 — 07.9.20 工作面可采储接续起止日期 年 3.1 4.3 7.1 0.5 15 2.0 2.1 4.8 年 6.6 8.4 15 年 4.2 10.8 15 后一后二后三 (三)主要采煤方法。
矿井采用走向长壁倾斜分层后退式全部垮落采煤法开采。 (四)采煤工艺及采掘机械化装备情况。 矿井采用炮采工艺采煤。 (五)单产单进。
工作面单产为450t/d；掘进工作面单进为120米/月。 （六）前三年矿井生产实际情况
白庄煤矿2003～2005年度原煤产量见表3.7.2
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2003年—2005年度产量统计表（单位：万吨） 表3.7.2 年 度 原煤产量 回采产量 掘进产量 采掘比 2003 32.5 29.6 2.9 9.8 2004 26.2 23.6 2.6 11.01 2005 25.5 23.1 2.4 10.38 累计 84.2 76.3 7.9 10.35 平均 28.1 25.43 2.63 10.35 白庄煤矿2003～2005年度工作面平均长度、推进度和平均工作面个数见表3.7.3
2003年—2005年度工作面平均长度、平均推进度 、个数 表3.7.3 年 度 工作面平均长度 工作面推进度 工作面个数 2003 84 454 2.03 2004 83.1 367 1.99 2005 83 359 1.97 累计 250.1 1179 5.94 平均 83.4 393.3 2.0 二、计算过程及结果
（一）计算方法的选择及参数选取
根据矿井2003年—2005年度采掘工作面实际生产情况进行计算，确定采掘工作面生产能力。
1、采煤工作面能力
根据统计数据，2003～2005年工作面平均水平为：
Ac = 10-4·L·T·P·N=10-4×83.4×393.3×3.88×2.0 = 25.5万t/a；
式中：Ac— 采煤工作面平均生产能力，（万t/a）
L — 采煤工作面平均长度m，83.4m； T — 采煤工作面平均年推进度m，393.3m； P — 煤层平均生产能力t/m2，3.88 t/m2； N —采煤工作面平均个数，2.0个；
2、掘进工作面年掘进煤量
根据前三年采掘比10.35%，这次仍取10.35%
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AJ = AC·C = 25.5×10.35% = 2.63万t/a
式中：AJ — 掘进工作面2003～2005年平均的生产能力； 3、煤矿采掘工作面能力
A = AC + AJ = 25.5 + 2.63 = 28.13万t/a 三、按采掘接续条件校验核定能力。
2007～2009年采煤工作面接续及计划产量见表3.7.4
2007年～2009年采煤工作面接续表 表3.7.4
采煤工作面编号 队 1103煤柱上分层 1103煤柱下分层 采 一 队 1101煤柱上分层 1101煤柱下分层 东大巷下煤柱上分层 东大巷上煤柱上分层 合计 1203煤柱上分层 1203煤柱下分层 1201煤柱上分层 采 1201煤柱下分层 二 1200煤柱上分层 队 1200煤柱下分层 12142工作面 合 计 全矿 总 计 7.8 8.9 40.3 87 08.9.16 — 09.4.20 09.4.21 — 10.1.10 13 28 3.5 13 28 4.3 8.7 13 28 7.8 08.2.11 — 08.9.15 7.8 4.8 07.9.21 — 08.2.10 3.1 1.7 量（万吨） 4.3 4.3 7.1 7.1 12.6 11.3 46.7 3.1 3.1 4.8 06.12.5 — 07.3.15 07.3.16 — 07.6.30 07.7.1 — 07.12.20 07.12.21 — 08.6.10 08.6.11 — 09.4.10 09.4.11 — 10.1.10 06.12.1 — 07.2.20 07.2.21 — 07.5.10 07.5.11 — 07.9.20 工作面可采储接续起止日期 年 3.1 4.3 7.1 0.5 15 2.0 2.1 4.8 年 6.6 8.4 15 年 4.2 10.8 15 后一后二后三
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四、 问题及建议 （一）问题
制约矿井采掘工作面生产能力的主要因素是回收下山煤柱，工作面走向长度较短，搬家频繁，影响生产。
（二）建议
建议加快14采区勘探、开拓，保证正常生产。
第八节 通风系统能力核定
一、矿井通风概况
矿井通风方式为中央并列式，通风方法为抽出式机械通风。两个进风井筒，一个回风井筒，主井进风1843.9m³/min、斜井进风777.9 m³/min，副井回风2689.8 m³/min，矿井总需要风量2000 m³/min，实际进风量2621.8 m³/min，有效风量2250.1 m³/min。
2005年度矿井瓦斯等级鉴定报告中, 矿井最大绝对瓦斯涌出量为2.9m³/min，最大相对瓦斯涌出量为5.97m³/t, 目前矿井绝对瓦斯涌出量为2.73m³/min，相对瓦斯涌出量为5.52m³/t，属低瓦斯矿井。
主扇型号均为K70-NO18型轴流式通风机，一台工作，一台备用。主扇排风量为15～75m³/s，负压范围50～250mmH2O，风机叶片安装角400，配套电机两台均为JR2355-8型95kw，电压380V、转速720r /min。主扇于2004年12月底进行风机性能检验，均符合规定，能满足矿井通风需要。目前运转的Ⅱ号主扇抽风量为2968.1 m³/min，风压490Pa，等积孔2.66m2，通风阻力515 Pa，电流125A，电压360V，前轴温19℃，后轴温22℃。
井下实行分区通风：东、西区进风和回风，具有独立完善的通风系统，不存在串联、扩散、老塘通风，东区进风1326.6 m³/min，回风1368.9 m³/min；西区进风1295.2 m³/min，回风1320.9 m³/min。用风地点分布情况：东区1105煤柱工作面、1105辅助巷掘进工作面、11022联络巷掘进工作面，西区
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12012回采工作面。其中，1105辅助巷、11022联络巷掘进工作面均8月份开始掘进，局扇及开关安装符合《规程》要求，均实现双风机、双电源、自动换台、自动分风、风电和瓦斯电闭锁，保证其掘进不停风、瓦斯不超限、不违章，1105煤柱工作面与12012工作面为负压通风，均具备独立、完善的通风系统。(7月份无掘进工作面)。
二、计算过程及结果 （一）矿井需要风量计算 1、矿井风量计算原则：
生产矿井需要风量按各采煤、掘进工作面，硐室（独立通风）及其它巷道等用风地点分别进行计算，包括按规定配备的备用工作面风量（我矿暂无备用工作面）。现有通风系统必须保证各用风地点稳定可靠供风。 Q矿≥（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ其它）×K矿通
式中：ΣQ采——采煤工作面实际需要风量总和，m³/min ΣQ掘——掘进工作面实际需要风量总和，m³/min ΣQ硐——硐室实际需要风量的总和，m³/min ΣQ其它——其它巷道实际需要风量的总和，m³/min K矿通——矿井通风系数，取1.15 2、采煤工作面的需要风量：
回采工作面实际需要风量按瓦斯、二氧化碳涌出量和爆破后的有害气体产生量以及工作面气温、风速和人数等规定分别进行计算，取其中最大值。
⑴、1105煤柱工作面需要风量
①、低瓦斯矿井的采煤工作面按气象条件公式计算需要风量，其计算公式为：
Q采1=Q基本×K采高×K采长×K温=277.2×1.1×1×1=304.9 m³/min 式中：Q采1——采煤工作面需要风量m³/min； Q基本——工作面所需的基本风量m³/min；
Q基本=60×工作面平均控顶距×工作面采高×工作面有效断面70%×适
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宜风速（不小于1.0m/s）
=60×3×2.2×0.7×1=277.2m³/min，
工作面平均控顶距=（最大控顶距+最小控顶距）÷2=（3.6+2.4）÷2=3ｍ，
工作面采高为2.2ｍ；
K采高——回采工作面采高调整系数取1.1; K采长——回采工作面长度调整系数取1.0; K温——回采工作面温度调整系数取1.0。 ②、按工作面温度选择适宜的风速进行计算 Q采2=60×V采×S采=60×0.8×6.6=316.8m³/min 式中：V采——采煤工作面风速m/s，取0.8 S采——采煤工作面平均断面积m²， （3.6+2.4）×2.2÷2=6.6 m²
最大控顶距为3.6ｍ,最小控顶距为2.4ｍ,采高为2.2ｍ; ③、按回采工作面同时工作人数计算： Q采3=4×N=4×80=320m³/min
式中：N——工作面同时工作最多人数取80人。 我矿使用的炸药为乳化炸药，故不进行炸药供风量计算。 ④、经计算比较取Q采3作为需要风量，按风速进行验算： 15S采 Q采1=Q基本×K采高×K采长×K温=277.2×1.1×1×1=304.9 m³/min 式中：Q采1——采煤工作面需要风量m³/min； Q基本——工作面所需的基本风量m³/min； Q基本=60×工作面平均控顶距×工作面采高×工作面有效断面70%×适宜风速（不小于1.0m/s） 28 焦作煤业（集团）白云煤业有限公司白庄煤矿 = 60×3×2.2×0.7×1=277.2m³/min， 工作面平均控顶距=（最大控顶距+最小控顶距）÷2=（3.6+2.4）÷2=3ｍ， 工作面采高为2.2ｍ； K采高——回采工作面采高调整系数取1.1; K采长——回采工作面长度调整系数取1.0; K温——回采工作面温度调整系数取1.0。 ②、按工作面温度选择适宜的风速进行计算 Q采2=60×V采×S采=60×0.8×6.6=316.8m³/min 式中：V采——采煤工作面风速m/s，取0.8 S采——采煤工作面平均断面积m²， （3.6+2.4）×2.2÷2=6.6 m² 最大控顶距为3.6ｍ,最小控顶距为2.4ｍ,采高为2.2ｍ; ③、按回采工作面同时工作人数计算： Q采3=4×N=4×70=280 m³/min 式中：N——工作面同时工作最多人数取70人。 我矿使用的炸药为乳化炸药，故不进行炸药供风量计算。 ④、经计算比较取Q采2作为需要风量，按风速进行验算： 15S采 井下采煤工作面需要风量：ΣQ采=320+316.8=636.8 m³/min。 3、掘进工作面的需要风量： 和采煤工作面所需风量的计算方法相同，取其最大值。 ⑴、1105辅助巷掘进工作面需要风量 ①、按瓦斯涌出量计算： Q掘1=100×q掘×K掘通=100×0.4×1.3=52 m³/min 式中:Q掘1——单个掘进工作面需要风量m³/min； q掘——掘进工作面回风流中平均瓦斯绝对涌出量0.4m³/min； 29 焦作煤业（集团）白云煤业有限公司白庄煤矿 K 掘通 ——瓦斯涌出不均衡系数,8月份日最大瓦斯绝对涌出量0.4 m³/min，平均日瓦斯绝对涌出量0.3 m³/min，比值取1.3。 ②、按局部通风机实际吸入风量计算： Q掘2=Q扇×I+15×S=150×1+15×4=210 m³/min 式中：Q扇——局部通风机实际吸入风量m³/min； I——掘进工作面同时通风的局部通风机台数1台； S——煤巷断面积4m²。 ③、按掘进工作面同时工作的最多人数计算： Q掘3=4×N=4×32=128 m³/min 式中：N——掘进工作面工作最多人数，取32人。 我矿使用的炸药为乳化炸药，故不进行炸药供风量计算。 ④、经计算比较取Q掘2为需要风量。按风速进行验算煤巷掘进风量： Q掘2>15S掘=15×4 =60 即：210>60 m³/min 式中：S掘——掘进工作面的断面积，4m²。 ⑵、11022联络巷掘进工作面需要风量 ①、按瓦斯涌出量计算： Q掘1=100×q掘×K掘通=100×0.4×1.3=52m³/min 式中:Q掘1——单个掘进工作面需要风量m³/min； q掘——掘进工作面回风流中瓦斯绝对涌出量0.4m³/min； K 掘通 ——瓦斯涌出不均衡系数,8月份日最大瓦斯绝对涌出量0.4 m³/min，平均日瓦斯绝对涌出量0.3m³/min，比值取1.3。 ②、按局部通风机实际吸入风量计算： Q掘2=Q扇×I+15×S=150×1+15×4=210 m³/min 式中：Q扇——局部通风机实际吸入风量m³/min； I——掘进工作面同时通风的局部通风机台数1台； S——煤巷断面积4m²。 ③、按掘进工作面同时工作的最多人数计算： Q掘3=4×N=4×32=128 m³/min 30 焦作煤业（集团）白云煤业有限公司白庄煤矿 式中：N——掘进工作面工作最多人数，取32人。 我矿使用的炸药为乳化炸药，故不进行炸药供风量计算。 ④、经计算比较取Q掘2为需要风量。按风速进行验算煤巷掘进风量： Q掘2>15S掘=15×4 =60 即：210>60 m³/min 式中：S掘——掘进工作面的断面积，4m²。 井下共有2个掘进工作面，需风量均选择210 m³/min，掘进工作面需要风量：ΣQ掘=210+210=420 m³/min。 4、井下硐室需要风量，按矿井各个独立通风硐室实际需要风量的总和来计算： ΣQ硐=Q硐1+Q硐2 +Q硐3+Q硐4+ Q硐5+Q硐6+ Q硐7+ Q硐8 =80+60+60+60+60+60+60+60 =500 m³/min 式中：Q硐——所有独立通风硐室需要风量总和，m³/min Q硐1——炸药库，m³/min Q硐2——东1.6m变电所, m³/min Q硐3——东022泵房， m³/min Q硐4——东液压泵站，m³/min Q硐5——西大巷变电所，m³/min Q硐6——西0.8m变电所，m³/min Q硐7——西下山泵房，m³/min Q硐8——西开拓变电所。m³/min 根据硐室配风原则：爆炸材料库风量为60～100 m³/min。由于我矿的爆炸材料库比较小，距井底较近，瓦斯含量低，通风良好的情况下，选择风量值为80 m³/min。 机电硐室需要风量按照设备的降温要求，硐室内最高温度不超过30℃，其它硐室温度不超过26℃的原则，结合我矿的实际情况，瓦斯浓度不超过0.5%的基础上，风量选择60 m³/min。 5、其它井巷实际需要风量： 31 焦作煤业（集团）白云煤业有限公司白庄煤矿 ⑴、按瓦斯涌出量计算： Q其1=100×qCH4×Ｋ其它=100×0.4×1.3=52 m³/min 式中:Q其1——西开拓大巷需要风量，m³/min qCH4——最大瓦斯绝对涌出量，0.4m³/min K其它——瓦斯涌出不均衡系数，取1.3。 ⑵、按风速进行验算： Q其1>9×S其1 52>45 m³/min 式中：S其1——西开拓大巷断面积5m² 西区开拓属于临时排水巷道,瓦斯绝对涌出量较低，按瓦斯涌出量计算该井巷实际需要风量不符合我公司井下实际情况。因西区开拓排水安装并使用一台工作局扇和一台备用局扇，选取风量为210 m³/min。 6、矿井总需要风量： Q矿=（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ其它）×K矿通 =（636.8+420+500+210）×1.15 =1766.8×1.15 =2031.8 m³/min 式中：Q采——采煤工作面实际需要风量总和，m³/min Q掘——掘进工作面实际需要风量总和，m³/min Q硐——硐室实际需要风量的总和，m³/min Q其它——其它巷道需要风量的总和，m³/min K矿通——矿井通风系数，取1.15 （二）矿井通风能力计算: 1、计算公式： 本矿井属于低瓦斯矿井,年产量低于30万吨/年。采用总体记算法（公式一）。 Q进×330 P= ------------------ （万t/a） q×k×104 32 焦作煤业（集团）白云煤业有限公司白庄煤矿 式中：P —— 矿井通风能力，万t/a Q进—— 矿井总进风量，m³/min q —— 平均日产一吨煤实际需要风量，(m³/min)/t/a K —— 矿井通风系数。 2、参数选取： 根据8月份矿井测风情况，矿井总进风量Q进为2621.8m³/min 根据煤矿通风能力核定办法的要求，计算q值时，首先应对上年度供风量的安全、合理、经济性进行认真分析与评价。对上年度生产能力安排合理性进行必要分析与评价。对串联和瓦斯超限等因素掩盖的吨煤供风量不足要加以修正, 计算应考虑近三年来的变化。取其合理值。 平均日产一吨煤需要的风量，应根据矿井上年度年产量和上年度矿井实际需要风量计算确定。上年度矿井总需要风量为2045.7 m³/min，需要风量计算时矿井通风系数K=1.15，矿井实际需要风量为1778.9 m³/min。上年度实际生产原煤为25.5万吨。按照平均工作日330天计算，平均日产量为773t，平均日产一吨煤需要的风量为： q = 778.9/773=2.30(m/min)/t/a 结合我矿实际情况K值取为1.25。 3、通风能力计算： Q×330 2621.8×330 P = ————— = ——————— = 30.1万t/a 4 4 q×k×10 2.3×1.25×10 经（公式一）计算，矿井通风能力核定为30.1万t/a。 （三）矿井通风能力验证： 1、矿用主扇能力验证 根据河南省煤炭行业节能监测中心2004年7月31日对我矿的两台主要扇风机，进行安全检测和性能检定，依照实际特性曲线图对矿井通风能力进行验证，主要扇风机实际工况点均处在安全、稳定、可靠、合理的范围内。风机特性曲线图：(附后) 33 焦作煤业（集团）白云煤业有限公司白庄煤矿 2、用风地点有效风量验证： 用风地点 实际需要 风量m³/min 320 316.8 210 210 80 60 60 60 60 60 60 60 有效风量 m³/min 1326.6 1368.9 1295.2 1320.9 405.5 386.2 275.2 269.5 s 1.81 2.89 2.25 4.08 1.63 1.55 0.66 1.18 风速 m/温度 是否满足《规℃ 22 20 22 20 23 22 22 22 21 22 22 22 21 21 21 22 程》要求 满足 满足 满足 满足 满足 满足 满足 满足 满足 满足 满足 满足 满足 满足 满足 满足 东进风巷 东回风巷 西进风巷 西回风巷 1105工作面 12012工作面 1105辅助巷 11022联络巷 炸药库 东1.6米变电所 东022泵房 东液压泵站 西大巷变电所 西0.8米变电所 西开拓变电所 西下山泵房 96.7 0.43 74.9 0.70 77.2 0.32 82.5 0.59 77.5 12.91 79.6 13.26 65.8 12.19 70.3 11.73 34 焦作煤业（集团）白云煤业有限公司白庄煤矿 西开拓 210 289.2 0.83 21 满足 采用矿井有效风量验证用风地点的供风能力，经检查矿井内各用风地点的有效风量均满足矿井通风需要。 3、稀释瓦斯能力验证： 由于我矿为低瓦斯矿井，其瓦斯涌出量较小，无超限、无异常。所有生产地点的瓦斯浓度最高为0.2%，回风风流中的瓦斯浓度为0.1%。矿井生产已到后期，开采范围愈来愈小，正在回收煤柱，煤层瓦斯释放量愈来愈少，井下所有用风地点的供风量均满足通风稀释排放瓦斯要求。8月份矿井瓦斯监测日报表(附后)。 井下各地点通风、瓦斯、二氧化碳等情况表： 实际需要 实测风量 瓦斯浓二氧化碳 是否满足 用风地点 风量m³/min m³/min 度 浓度(%) 《规程》要1105工作面 320 405.5 (%) 0.0.1 求 满足 12012工作面 316.8 386.2 1 0.0.1 满足 1105辅助巷 210 275.2 1 0.0.1 满足 11022联络巷 210 269.5 1 0.0.1 满足 炸药库 80 96.7 1 0 0 满足 东1.6米变电60 74.9 0 0 满足 所东 022泵房 60 77.2 0 0 满足 东液压泵站 60 82.5 0 0 满足 西大巷变电所 60 77.5 0 0 满足 西0.8米变电60 79.6 0 0 满足 所 西开拓变电所 60 65.8 0 0 满足 西下山泵房 60 70.3 0 0 满足 西开拓排水 210 289.2 0 0 满足 2250.合 计 1766.8 1 757.4 0.11材料下山 0.1 满足 12材料下山 842.5 1 0.0.1 满足 1368.1 0.东回风巷 0.1 满足 9 1320.1 0.西回风巷 0.1 满足 9 1 35 焦作煤业（集团）白云煤业有限公司白庄煤矿 总回风量 主扇排风量 1 1 （四）确定矿井通风系统核定生产能力： 2689.2968.0.0.0.1 0.1 满足 满足 我矿属于低瓦斯矿井。通风系统完善，布局合理，风路畅通，网络简单，不存在“没有形成全风压通风系统的回采工作面和没有独立完整通风系统的掘进工作面的通风能力”，不存在“不符合有关规定的串联通风、扩散通风、采空区通风的用风地点的通风能力”。按照（公式一）方法计算矿井通风能力为30.1万吨。 三、问题与建议 矿井生产已到后期，正在回收煤柱和拾边角残留煤工作，井下部分巷道受采动的影响，出现裂缝、支架变形，顶板破碎，采空区逐渐扩大，废巷、老巷逐渐增多。为此，在瓦斯治理方面需采取以下措施： 1、临时的施工地点多为残采，距离近，但巷道多、压力大，通风难度增加，容易出现瓦斯死角，是当前瓦斯管理的重中之重。要求检查员必须严格交接班，坚守工作岗位，认真检查瓦斯，重点排查局部瓦斯，彻底消除瓦斯超限隐患。 2、局扇供风地点增多，回收煤柱地点增多，通风条件受到限制，加强局部通风也是当前瓦斯管理工作的重点。要求各地点瓦检员配合通风工、电工抓好局扇管理，做好双风机、双电源、自动换台、自动分风。实现风电、瓦斯电闭锁。加强风筒管理，保证掘进头供风量，消除瓦斯隐患。 3、认真做好井下所有通风巷道和通风设施的检查工作，特别是采空区周围的巷道，要重点检查，防止出现漏风、瓦斯盲区，发现问题及时处理。 4、所有作业地点，均设专职瓦检员，严格按照规定检查瓦斯、执行“一炮三检”和“三人连锁”等放炮管理制度。做到牌板、记录、报表三对照，当天瓦斯日报表和监测报表送总工程师和总经理签字审阅，对重大的通风、瓦斯问题，制定措施，进行处理。 36 焦作煤业（集团）白云煤业有限公司白庄煤矿 第九节 地面生产系统能力核定 一、概况 地面建有40万吨/年选煤厂和20万吨/年洗煤厂，井下原煤经矿车提至地面，再经翻箩进入大炭筛，滤出大炭后进入给煤机，给入带式输送机，进入选煤系统分级振动筛，从选煤厂出来的块煤经胶带输送机进入洗煤系统，从选煤厂出来的沫煤和从洗煤厂出来的块煤全部地销，无外送。地面贮煤厂面积40000平方米可贮存原煤10万吨，工业广场露天存放。 二、地面生产系统各环节主要设备及能力计算 （一）原煤给煤、筛分环节： k—2往复式给煤机一台,处理能力200t/h； TD75型(B=800mm)皮带机一部,输送能力为280 t/h, 振动筛型号为2ZD—1530型一台，筛板层数2层，处理能力150 t/h。 最小设备年处理能力： A = 330×16×150/（104×1.2）=66万t/a。 A — 年处理能力，万t/a。 1.2 — 系统中各环节设备的处理能力不均衡系数。 （二）地面运输环节：靠铲车装运，装车能力能满足矿井生产配套能力。 （三）铁路运输能力：无外运。 （四）汽车运输能力：全部地销，可以满足矿井生产需要。 综上所述，地面生产系统的核定能力取其系统中的最小环节能力，即 为66万t/a。上年度为28万t/a，能力变更主要原因是震动筛处理能力变更。 三、由于地面系统较长，环节多，任一环节出现问题，都影响到原煤的正常生产，因此，要加强对地面系统每个环节设备的日常维护检查，强化责任管理，尤其皮带机的综合安全保护功能要加以完善，坚持正常使用。 第十节 选煤厂生产能力核定 地面建有40万吨/年选煤厂和20万吨/年洗煤厂，井下原煤经矿车提至地面，再经翻罗进入大炭筛，滤出大炭后进入给煤机，经带式输送机，送入选煤系统分级振动筛，从选煤厂出来的块煤一部分经胶带输送机进入洗煤系统，另一部分进入煤仓或落地。从选煤厂出来的沫煤和从洗煤厂出来的块煤 37 焦作煤业（集团）白云煤业有限公司白庄煤矿 全部地销，无外送。2003-2005年共生产原煤85 万t，入洗三炭20 万t，洗精煤16 万t。地面储煤仓3个，总容量为1.2万t ，是矿井日产量1500t的8倍。贮煤厂面积40000平方米可贮存原煤10万吨，工业广场露天存放。 二、地面生产系统各环节主要设备及能力计算 （一）原煤给煤、筛分环节： 原煤带式输送机：TD75型(B=800mm),输送能力为280 t/h, k—2往复式给煤机一台,处理能力200t/h； 振动筛型号为2ZD—1530型两台，筛板层数2层，处理能力150 t/h。 最小设备年处理能力： A = 330×16×150/（104×1.2）=66万t/a。 A— 年处理能力，万t/a。 1.2—系统中各环节设备的处理能力不均衡系数。 （二）地面运输环节：靠铲车装运，装车能力能满足矿井生产配套能力。 （三）铁路运输能力：无外运。 （四）汽车运输能力：全部地销，可以满足矿井生产需要。 综上所述，地面生产系统的核定能力取其系统中的最小环节（振动筛）能力，即为66万t/a。 三、由于地面洗选系统较长，环节多，任一环节出现问题，将影响到原煤的正常生产，有时井下原煤较湿时筛分困难，皮带机易跑偏等。因此，要加强对地面系统每个环节设备的日常维护检查，强化责任管理，以保证每个环节的正常运行。另外洗煤厂规模不大。 第四章 煤矿生产能力核定结果 第一节 各环节能力核定结果分析 一、矿井主提升系统核定能力为34万t，取值合理，计算准确； 二、矿井主提升系统核定能力为51万t，取值合理，计算准确； 三、矿井排水系统核定能力为60万t，取值合理，计算准确； 四、矿井供电系统核定能力为51万t，取值合理，计算准确； 五、矿井运输系统核定能力为30万t，取值合理，计算准确； 38 焦作煤业（集团）白云煤业有限公司白庄煤矿 六、矿井采掘工作面核定能力为28万t，取值合理，计算准确； 七、矿井通风系统核定能力为30万t，取值合理，计算准确； 八、矿井地面生产系统核定能力为66万t，取值合理，计算准确； 九、选煤厂生产核定能力为66万t，取值合理，计算准确； 以最薄弱的生产系统能力为最终的核定生产能力，即28万t/a。 第二节 煤炭资源保障程度分析 矿井保有资源储量918万吨；其中：（111b）275万吨，（333）643万吨，可采储量182万吨；14采区开拓后，可采储量将增加100万吨左右；矿井资源储量能满足矿井生产的需要。 第三节 煤矿生产能力核定结果 以最薄弱的生产系统能力为最终的核定生产能力，即28万t/a。 第五章 问题与建议 第一节 各生产系统(环节)存在的主要问题 一、矿主井提升系统存在的主要问题是：主井绞车为上世纪60年代仿苏产品，服役时间较长。 二、矿副井提升系统存在的主要问题是：主井绞车为上世纪60年代仿苏产品，服役时间较长。 三、矿井排水系统存在的主要问题是：排水管路使用时间长，老化易被腐蚀。 四、矿井运输系统存在的主要问题是：水平大巷采用架线式电机车运输，设备老化，东、西区斜巷运煤均采用刮板输送机运输，运输线路长。 五、矿井采掘工作面存在的主要问题是：回收下山煤柱，工作面走向长度较短，搬家频繁，影响生产。 39 焦作煤业（集团）白云煤业有限公司白庄煤矿 六、矿井通风系统存在的主要问题是：矿井生产已到后期，正在回收煤柱和拾边角残留煤工作，井下部分巷道受采动的影响，出现裂缝、支架变形，顶板破碎，采空区逐渐扩大，废巷、老巷逐渐增多。 第二节 建议采取的整改措施 一、主井绞车运行中应该加强对绞车性能的检测检查，以及保护装置的试验和对关键部位的探伤，强化日常管理，定期检修维护，以保证运转的安全性和连续性。 二、副井绞车运行中应该加强对绞车性能的检测检查，以及保护装置的试验和对关键部位的探伤，角移式制动器更要认真维护检测。作好钢丝绳的防锈蚀处理，定期检修维护，以保证运转的安全性和连续性。 三、排水管路应定期进行防腐处理，应加强对水泵性能的定期检测和日常维护。以保证水泵的正常运行 四、应加强对电机车和刮板输送机的日常检查维护，强化制度管理，最大限度的服务好原煤的安全生产。 五、加快14采区勘探、开拓，保证正常生产。 六、瓦斯治理方面需采取以下措施： 1、临时的施工地点多为残采，距离近，但巷道多、压力大，通风难度增加，容易出现瓦斯死角，是当前瓦斯管理的重中之重。要求检查员必须严格交接班，坚守工作岗位，认真检查瓦斯，重点排查局部瓦斯，彻底消除瓦斯超限隐患。 2、局扇供风地点增多，回收煤柱地点增多，通风条件受到限制，加强局部通风也是当前瓦斯管理工作的重点。要求各地点瓦检员配合通风工、电工抓好局扇管理，做好双风机、双电源、自动换台、自动分风。实现风电、瓦斯电闭锁。加强风筒管理，保证掘进头供风量，消除瓦斯隐患。 3、认真做好井下所有通风巷道和通风设施的检查工作，特别是采空区周围的巷道，要重点检查，防止出现漏风、瓦斯盲区，发现问题及时处理。 40 焦作煤业（集团）白云煤业有限公司白庄煤矿 4、所有作业地点，均设专职瓦检员，严格按照规定检查瓦斯、执行“一炮三检”和“三人连锁”等放炮管理制度。做到牌板、记录、报表三对照，当天瓦斯日报表和监测报表送总工程师和总经理签字审阅，对重大的通风、瓦斯问题，制定措施，进行处理。 41 因篇幅问题不能全部显示，请点此查看更多更全内容