建庄矿业公司500万吨两面生产情况说明.docx

陕西煤业集团黄陵建庄矿业有限公司

关于矿井生产布局调变更申请的报告

2018年7月

目 录

第一章 矿井概况 1

第二章 矿井生产能力核定报告中生产布局 1

第三章 矿井生产能力核定报告中生产能力 2

第四章 申请实行“一井两面”生产布局的原因 5

第五章 建庄矿业公司生产布局调整后的生产布局 6

第六章 建庄矿业公司生产布局调整后的生产能力 6

第七章 结 语 52

陕西煤业集团黄陵建庄矿业有限公司
关于矿井生产布局调变更申请的报告

第一章 矿井概况
一、矿井地理位置
建北井田位于陕西省延安市黄陵矿区南部，地处延安市黄陵县腰坪乡境内，行政区划隶属黄陵县腰坪乡管辖。西、北、东以南沟、干沟、杀场沟、老林沟等为自然边界，南以原建庄井田中部无煤带为界与建新矿井相邻。
二、井田范围及储量
井田范围由70个拐点控制，井田走向长13.2km，倾斜宽4~9km，井田可采面积约48.1524km2，井田内可采煤层5层，可采煤层5层，编号自上而下为3－1、3－2、3－3、4－1、4－2号煤层。其中4-2煤层为主要可采煤层，3#煤层为局部可采煤层。可采煤层厚度0.95～11.67m（仅北部B201、65号及西部建5号孔见煤点小于1.30m），平均5.54m。

第二章 矿井生产能力核定报告中生产布局
一、矿井开拓方式
矿井采用斜井开拓方式，单水平盘区开采。矿井采用皮带提升，辅助提、运的材料、设备、人员采用无轨胶轮车运输；矸石由无轨胶轮车经副斜井直接运至地面矸石场。井下主要运输为胶带输送机连续运输，辅助运输为无轨胶轮车运输。矿井通风采用“两进一回”中央分列抽出式通风系统，主皮带斜井、副斜井进风，主回风井回风。
二、采掘方法及工艺
矿井采用走向长壁综合机械化放顶煤采煤法，一次采全高，全部垮落法管理顶板；综合机械化掘进，采用锚网索带联合支护控制围岩。
三、生产布局
矿井布局方式为“一井一区一面”，布置一个综合机械化放顶煤采煤工作面、一个备用综放工作面，配备五个综掘工作面，两个保证回采工作面正产接续，三个进行盘区接续工程。

第三章 矿井生产能力核定报告中生产能力
一、核定主要系统环节及结果
根据煤矿生产能力核定标准分别对煤炭资源保障程度、矿井提升系统、井下排水系统、供电系统、井下运输系统、采掘工作面部署及能力、通风系统、地面生产系统等主要生产系统环节进行了生产能力核定工作，其核定结果如下：
1、资源保障：2011年底矿井保有资源储量为303.224Mt，可采储量为201.7 Mt，按核定生产能力5.0Mt/a计算，矿井剩余服务年限为28.81a，矿井资源储量及剩余服务年限符合有关规定。
2、主提升系统：提升系统已通过有资质的检测机构测试，提升系统保护装置完善、运转正常；提升系统技术档案齐全，各种运行、维护、检查、事故记录完备；而且每日强制性检查和维护时间都能达到2～4h；主提升系统能力为800万t/a，辅助提升系统能力850万t/a，提升系统能力核定为800万t/a。
3、排水系统：排水系统已通过有资质的检测机构测试，排水系统运行正常，管理维护制度健全，各种运行、维护、检查、事故记录完备，有每年一次的全部工作水泵和备用水泵联合排水试验报告。经计算核定该矿井排正常生产涌水能力为932.16万t/a。排最大涌水量生产能力为670万t/a。排水系统能力核定为670万t/a。
4、供电系统：供电系统设施、设备的技术性能均达到规定要求，运行正常；经过校验和计算核定，该矿电源线路和下井电缆符合规程要求。矿井电源线路供电能力为618万t/a；变压器供电能力为947万t/a；供电系统能力核定为610万t/a。
5、井下运输系统：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；井下运输系统能力核定为950万t/a。
6、工作面生产能力：采掘工作面布置符合《煤矿安全规程》有关规定，首采面4-2101综采放顶煤工作面2010年7月1日通过了陕西省煤炭工业局验收。采掘工作面能力核定为506万t/a。
7、通风系统：主通风机已通过有资质的检测机构测试，采掘工作面均实现了独立通风，未发现不符合规定的串联通风、扩散通风和采空区通风，经过对矿井通风系统主要参数计算和能力验证，矿井主要通风机实际运行处于安全、稳定的范围之内，通风动力与主要通风机性能相匹配，能够满足安全生产实际需要；矿井各相关地点瓦斯检测结果低于《煤矿安全规程》的有关规定，通风系统能力核定为500万t/a。
8、地面生产系统：系统完善，运行正常，地面生产系统能力核定为506.9万t/a。
二、最终确定的核定生产能力
建庄矿业有限公司所在煤矿提升系统、井下排水系统、供电系统、井下运输系统、采掘工作面部署及能力、通风系统、地面生产系统等主要生产系统的生产能力分别进行核定，结果分别为800万t/a、670万t/a、610万t/a、950万t/a、506万t/a、500万t/a、506.9万t/a，按核定矿井综合生产能力500万t/a，矿井可采储量201.7Mt剩余服务年限为28.81a，资源储量剩余服务年限满足有关规定。根据生产能力核定标准有关规定，该矿井生产能力核定结果最终确定为500万t/a。

第四章 申请实行“一井两面”生产布局的原因
一、生产布局调整的原因
1、近两年矿井地质变化较大，发现18条落差大于3m断层，特别是F19断层，平均落差9m，横穿二三盘区导致工作面倾向长度缩短，造成工作面搬家倒面频繁，单面生产不能保证500万吨生产能力需要。
2、2013年后煤炭市场下滑，设备投入不到位，设备老化严重，设备事故率增加，主采面平均月产不超过30万吨，单面生产不能满足500万吨生产能力需要。
3、随着矿井系统延伸，开采深度增加，回采巷道压力显现明显，底鼓严重，工作面推采速度慢，单面生产不能满足500万吨生产能力需要。
4、随着矿井延伸，已揭露的二盘区、三盘区煤厚较生产能力核定时一盘区煤厚有较大出入，二盘区平均煤厚6.0m，三盘区平均煤厚7.9m。
综上所述，目前采用“一井一区一面”生产布局，矿井已不能达产。
二、生产布局调整的可行性
1、矿井目前总进风量9024m³/min,采煤工作面设计风量1135m³/min，两个采煤工作面实际配风量2692m³/min ，5个掘进工作面实际配风量2950m³/min，矿井通风能力能够满足两区两面生产。
2、矿井目前正常涌水量168m³/h、最大涌水量247m³/h，矿井排水系统完善，总排水能力360m³/h，排水系统满足生产排水需要。
3、根据2012年生产系统核定，各系统均可满足500万吨产量需求。

第五章 建庄矿业公司生产布局调整后的生产布局
生产布局调整后，建庄矿业公司生产布局为“一井两区两面”，即三盘区布置一个主采队（现为4-2303工作面），二盘区布置一个配采队（现为4-2214工作面）；配备5个掘进头，其中，两个掘进头负责回采工作面的正常衔接，三个掘进头负责盘区接续工程。

第六章 建庄矿业公司生产布局调整后的生产能力
一、资源储量情况
该矿主采4-2煤层，截止2017年底矿井保有资源储量为274.23Mt，可采资源储量为168.23 Mt。
该矿井主体构造简单，4-2煤层厚度0.95～11.67m 平均厚度5.54m。4-2煤层可采性指标Km=1，变异系数r=49.76%，属较稳定煤层。一般含夹矸1～3层，岩性多为泥岩。粉砂岩或碳质泥岩。煤层容重1.36t/m3。生产能力为500万t/a，矿井剩余服务年限为：

式中：a—煤矿剩余服务年限，a；
G—煤矿核定能力时上年末可采储量，为168.23Mt；
A—煤矿拟调整的核定生产能力，5.0M t/a；
KB—储量备用系数，该矿地质构造简单，煤层赋存稳定、开采技术条件好，采用综采放顶煤采煤法，取1.4。
经计算该矿剩余服务年限为18.7a，矿井提高生产能力的资源储量及剩余服务年限符合规定。
二、井下运输系统能力核定
（一）概述
1、井下运输系统核查
该矿井下运输系统完善，保护齐全，运转正常；带式带输送机配备制动器、综合保护装置,各种行车、调度信号设施齐全，安全标志齐全、醒目，车场、巷道内照明基本符合规定；井下运输系统设备符合相应的防爆要求。
2、运输方式和路线
（1）煤炭运输
井下煤炭运输采用带式输送机，其煤流运输系统为：采煤工作面前、后可弯曲刮板输送机（1500t/h）→顺槽转载机（2200t/h）→顺槽破碎机（2200t/h）→顺槽可伸缩胶带输送机（1500t/h）→盘区胶带输送机（1500t/h）→胶运大巷胶带输送机（1500t/h）→主皮带斜井胶带输送机（1500t/h）至地面。
掘进工作面来煤，经配套的带式输送机运到盘区带式输送机，进入主煤流系统。
（2）井下辅助运输
井下辅助运输采用无轨胶轮车运输方式。
材料及设备运输：井下所需的材料及设备从地面直接装入无轨胶轮车，运往井下各使用地点。
人员运输：从地面乘座无轨胶轮车（人车）直接到达井下各工作场所。
1、大巷带式输送机（DTL120/150/2*500+2*500），长4159m，带宽1.2m，带速4.0m/s,ST1600钢丝绳芯输送带，运量1500t/h，驱动2*500+2*500kw；
2、二盘区带式输送机（DTL120/150/3*355），长1350m，带宽1.2m，带速4.0m/s,ST1600钢丝绳芯输送带，运量1500t/h，驱动3*355kw;
3、三盘区带式输送机（DTL120/150/3*500），长度1600m（现安装450m），带宽：1.2m,带速：4.0m/s，ST2000钢丝绳芯输送带，运量1500t/h，驱动3*500kw;
4、仓上带式输送机（DTL120/150/3*355），长度1300m，带宽：1.2m,带速：4.0m/s，ST1600钢丝绳芯输送带，运量1500t/h，驱动3*355kw;
5、303顺槽可伸缩带式输送机（DSJ120/150/3*355），长1850m，带宽1.2m，带速3.5m/s,pvg2000s输送带，运量1500t/h，驱动3*355kw;
6、214顺槽可伸缩带式输送机（DSJ120/150/3*355），长1600m，带宽1.2m，带速3.5m/s,pvg2000s输送带，运量1500t/h，驱动3*355kw;
（二）计算过程及结果
1、大巷带式输送机
（1）根据提升（运输）方式的规定，确定相应计算公式，
①按原设计能力计算：

=842.7万t/a
②实测大巷带式输送能力
A=3600×330×
=533.24万t/a
式中：W=单位输送机长度上的负载量；
二盘区带式输送机
根据提升（运输）方式的规定，确定相应计算公式，
（1）按原设计能力计算：

=842.7万t/a
（2）实测二盘区带式输送机运输能力：
A=3600×330×
=533.24万t/a
式中：W=单位输送机长度上的负载量；
三盘区带式输送机
根据提升（运输）方式的规定，确定相应计算公式，
（1）按原设计能力计算：

=842.7万t/a
（2）实测三盘区带式输送机运输能力：
A=3600×330×
=533.24万t/a
式中：W=单位输送机长度上的负载量；
仓上带式输送机
根据提升（运输）方式的规定，确定相应计算公式，
（1）按原设计能力计算：

=842.7万t/a
（2）实测三盘区带式输送机运输能力：
A=3600×330×
=533.24万t/a
式中：W=单位输送机长度上的负载量；
5、4-2303顺槽可伸缩带式输送机
根据提升（运输）方式的规定，确定相应计算公式，
（1）按原设计能力计算：

=737.45万t/a
（2）实测303顺槽可伸缩带式输送机运输能力：
A=3600×330×
=466.58万t/a
式中：W=单位输送机长度上的负载量；
6、4-2214顺槽可伸缩带式输送机
根据提升（运输）方式的规定，确定相应计算公式，
（1）按原设计能力计算：

=737.45万t/a
（2）实测303顺槽可伸缩带式输送机运输能力：
A=3600×330×
=466.58万t/a
式中：W=单位输送机长度上的负载量；
（三）计算结果
通过以上计算，确定主运输提升能力为533万t/a。
（四）存在问题
1、加强对主斜井带式输送机各项保护装置检查、维护。
2、完善技术档案。
三、副井提升系统能力核定
（一）概述
1、提升方式
矿井材料、设备、人员均采用无轨胶轮车提运。
2、主要技术参数
副斜井斜长2270m，倾角5.5º。
（二）计算过程及结果
1、公式选取及参数确定
根据《煤矿生产能力核定标准》规定，选取副井提升系统能力核定计算公式：
（万t/a）
式中：A—辅助运输核定能力，万 t/a；
M—吨煤用材料比重，%；
N—每次运材料重量，t/次；
T2—运材料车间隔时间，s；
D—每班运其他材料次数，次/班，按5～10次计(指下炸药、设备、长材料等)；
T4—运其它材料车间隔时间，s；
t1—每班人员进出井车辆间和与其他车辆间隔时间总和，s；
R—矸石占原煤产量的比重，%；
C—每次运矸石重量，t/次；
T3—运矸石车间隔时间，s；
k1—运输线路系数，单线时为0.5，完全形成环线时为1，平
硐以下形成环线时为0.8。
公式基础：
1、进出井运人车辆间和与其它车辆间间隔时间按60s计算；
2、每车乘人数量，加长车不超过18人，双排座车不超过16人；
3、运送其他人员车辆间隔时间为30s；
4、材料车相互间隔时间按30s计算。
（2）计算结果

=882万t/a
（三）核定结果
根据以上计算结果，核定辅助提升能力为850万t/a。
（四）问题及建议
1、加强对提升系统各项保护装置检查、维护。
四、排水系统生产能力核定
（一）矿井排水现状
1、井下污水通过二阶段、一阶段、二盘区水泵房汇集至1#中央水泵房主水仓内，经由敷设于主斜井井筒内的排水管路排至工业场地的井下水处理站处理后复用。现有MD450-60×4型矿用耐磨多级离心泵3台，主排水管路已有Ф273无缝钢管，沿主斜井井筒敷设2趟。
2、井下清水（206、208、210、211、207、201闭墙）汇集至2#中央水泵房水仓，经由敷设于辅井井筒内排水管路排至地面高位水池，经疏放水处理车间预处理后大多数水外排，其余部分水进入深度处理车间处理后供井下支架、锅炉、中水用水。现有BQ725-600/15-1600/W-S潜水泵2台，BQ280-540/6-630/W-S潜水泵1台、BQ200-440/11-400/W-S潜水泵1台，排水管路为一趟φ325无缝管、一趟φ219无缝管、正在建设第二趟325无缝管。
（二）矿井涌水量
矿井原设计正常涌水量：210 m3/h；最大涌水量：300m3/h
矿井实际涌水量：493m3/h 根据安全评估预计最大涌水量803.6m3/h。
（三）排水能力核定
两套主排水系统并列运行，矿井最大涌水量时的排水能力
第一套主排系统最大涌水时水泵排水能力计算（污水正常涌水118m3/h、最大涌水294m3/h）

式中：Bm—综合排水能力，653.96m3/h；
Pm—上年度日产吨煤所需排出的最大涌水量0.439m3/t。
Am = 330 ×
式中：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，m/h：
Pm --上年度平均日产吨煤所需排出的最大涌水量，m/h
Pm=(300×24×330)/(493×104)=0.48(m3/h)
把各数据代入公式，计算结果为：A=897(万t/a)
现有主排水泵为 MD450-60*4型多级离心泵3台，流量337 m3/h.
要实现矿井扩能，满足500万t／a的能力水平，必须完善第二套主排水系统，增加1台BQ725-600/15-1600/W-S型潜水泵，流量725m3/h，加快建设第二趟φ325管路，共计5200m，形成1用1备1检修的第二套主排水系统，并对二盘区排水系统进行改造，清浊水分离，使两套主排水系统并列运行，排水能力可提高到897万t／a
矿井最大涌水量时的排水能力：
Am = 330 ×
式中：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，m/h：
Pm --上年度平均日产吨煤所需排出的最大涌水量，m/h
Pm=(300×24×330)/(493×104)=0.48(m3/h)
把各数据代入公式，计算结果为：A=897(万t/a)
（四）核定结果
根据以上计算结果，核定排水能力为897万t/a。
五、供电系统能力核定
（一）概况
1、供电核查
矿井供电系统合理，设备、设施及保护装置基本完善，技术性能符合规定要求，运行正常；供电技术档案齐全，各种运行、维护、检查、事故记录完备，管理维护制度健全。
2、煤矿供电系统电源线路目前状况
陕西煤业集团黄陵建庄矿业有限公司在工业场地设1#35kV变电站1座，负担建庄煤矿生活及二盘区生产用电负荷；在建庄川孟家台设2#35kV变电站1座，负担建庄煤矿三盘区及后续盘区生产用电负荷。变电站两回电源分别引自腰坪110kV变电站35kV系统不同母线段，1#35kV变电站供电距离约12.8km，架空线型号为LGJ-240；2#35kV变电站供电距离约16.5km，架空线型号为LGJ-240；矿井双回路供电电源符合《煤矿安全规程》要求。
3、煤矿供电系统35KV变电站目前状况
1#35kV变电站安装SZ10-M-12500/35/10kV 12500kVA变压器2台，正常时1台12500kVA变压器工作，一台备用，若一回路故障，另一回路能承担起全部负荷。 1#35KV变电所10KV配电室以双回路分别向主井驱动机房配电室、风井开闭所配电室、洗煤厂配电室、工业场地箱变、新公寓楼箱变、井下中央变电所Ⅰ（中央水泵房、五部皮带）、井下中央变电所Ⅱ供电（二盘区变电所）；1#35KV变电所10KV配电室以单回路向综采设备试验库配电室、2#公寓楼配电室、主井口箱变供电。1#35kV变电站装机总容量为13000kW，工作容量为8200kW，负荷率为82%。
2#35kV变电站安装SZ10-M-20000/35/10kV 20000kVA变压器2台.正常时1台20000kVA变压器运行，一台备用，若一回路故障，另一回路能承担起全部负荷。2#35KV变电所10KV配电室以双回路分别向风井开闭所配电室（主通风机、压风机、瓦斯抽放、黄泥灌浆）、二阶段变电所（三盘区变电所及后续盘区）供电。2#35kV变电站装机总容量为21000kW，工作容量为13200kW，负荷率为82.5%。
矿井设备装机总容量为34000kW，工作容量为21400kW（1#35KV变电站装机总容量为13000kW，工作容量为8200kW；2#35KV变电站装机总容量为21000kW，工作容量为13200kW），矿井井下最大涌水时井下中央变电所Ⅰ（中央水泵房、五部皮带）用电负荷3500kW、井下中央变电所Ⅱ（二盘区变电所）用电负荷4000kW；二阶段变电所（三盘区变电所及后续盘区）用电负荷6500KW;2016年度矿井总用电量6145.27万kW•h，产量532.9万吨，吨煤综合电耗11.53kW•h/t。
井下＋961m主井底设中央变电所Ⅰ，双回路10kV电源引自1#35kV变电站10kV不同母线段，采用2趟MYJV22-10-3×240mm2铠装电缆沿主斜井敷设，长度约1370m，主要供中央水泵房、5部皮带等供电。
井下＋961m主井底设中央变电所Ⅱ，双回路10kV电源引自1#35kV变电站10kV不同母线段，采用2趟MYJV22-10-3×240mm2铠装电缆沿主斜井敷设，长度约1370m，供二盘区变电所供电。
井下＋792m辅运大巷设二阶段变电所，双回路10kV电源引自2#35kV变电站10kV不同母线段，采用2趟MYJV42-10-3×240mm2铠装电缆沿钻孔敷设，长度约950m，供三盘区变电所、二阶段水泵房及后续盘区供电。
（二）供电核定计算过程及结果
1#35KV线路及变电站供电系统能力：
1、按电源线路和主变压器分别计算矿井供电系统能力
（1）电源线路安全载流量及压降校验
1）安全载流量校验
矿井1#35kV变电站计算电流：

其中8200kW为1#35kV变电站负担的矿井实际工作负荷。
查表得知线路LGJ-240允许载流量：环境温度为25℃时为535A，考虑环境温度40℃时，温度校正系数0.81，则供电线路允许载流量IX=535×0.81=434A。
IX=434A＞I=150.29A
2）线路压降校验
查表得知LGJ-240线路单位负荷矩时电压损失百分数：当cosφ=0.9时为0.0266%/MW•km。
1#35kV变电站电源线路电压降为：
△U1%=0.82×12.8×0.0266%=0.28%＜7%
其中：1#35kV变电站负担的矿井实际工作负荷为8.2MW，供电距离最远线路长12.8km。
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）1#电源线路能力计算

式中：P——线路供电容量；
当1#线路允许载流量为434A时：

当1#线路压降为7%时：

则1#线路允许供电容量P取20559kW。
——为上年度吨煤综合电耗11.53kW• h/t
根据计算结果，矿井1#电源线路能力为941.47万t/a。
（3）1#35KV变电站主变压器能力计算
矿井1#35kV变电站工作变压器1台，容量12500kVA。
式中： ——变压器容量，12500kVA；
——为矿井功率因数，取0.9；
——为上年度吨煤综合电耗 11.53kW•h/t。
根据计算结果，矿井主变压器能力为515.18万t/a。
2、井下中央变电所Ⅰ下井电缆校核
（1）安全载流量校核
井下中央变电所Ⅰ计算负荷电流：

其中井下最大涌水时井下中央变电所Ⅰ用电负荷3500kW
查表得知MYJV22-10-3×240mm2铠装电缆允许载流量为480A，二趟电缆允许载流量为：
IX1=2×480=960A
当一回故障停止送电时，另一回允许载流量：
IX2=1×480=480A＞Ij=252.58A
（2）电缆压降校核
查表得知10kV供电MYJV22-10-3×240mm2铠装铜芯电缆单位负荷矩时电压损失百分数：当cosφ=0.8时为0.372%/kW•km。
则每根电缆线路电压降为：
△U2%=（3.5×1.37×0.372%）÷2=0.89%＜7%.
其中：井下中央变电所Ⅰ负荷为3.5MW，线路长1.37km。
当一回故障停止送电时，另一回电缆线路压降为：
△U%=3.5×1.37×0.372%=1.78%＜7%
以上校验可知，10kV井下中央变电所Ⅰ供电电缆安全载流量及电压降均符合要求，当一回电缆故障时，另一回电缆能保证供主排水泵、一阶段变电所、5部皮带及变电所内照明、基站等用电。
3、井下中央变电所Ⅱ下井电缆校核
（1）安全载流量校核
井下中央变电所Ⅱ计算负荷电流：

其中井下最大涌水时井下中央变电所Ⅱ用电负荷4500kW
查表得知MYJV22-10-3×240mm2铠装电缆允许载流量为480A，二趟电缆允许载流量为：
IX1=2×480=960A
当一回故障停止送电时，另一回允许载流量：
IX2=1×480=480A＞Ij=325A
（2）电缆压降校核
查表得知10kV供电MYJV22-10-3×240mm2铠装铜芯电缆单位负荷矩时电压损失百分数：当cosφ=0.8时为0.372%/kW•km。
则每根电缆线路电压降为：
△U2%=（4.5×1.37×0.372%）÷2=1.15%＜7%.
其中：井下中央变电所Ⅱ负荷为4.5MW，线路长1.37km。
当一回故障停止送电时，另一回电缆线路压降为：
△U%=4.5×1.37×0.372%=2.30%＜7%
以上校验可知，10kV井下中央变电所Ⅱ供电电缆安全载流量及电压降均符合要求，当一回电缆故障时，另一回电缆能保证二盘区用电。
4、计算结果：
1#35KV线路及变电站供电系统能力满足建庄煤矿职工生活及二盘区生产用电负荷需要。
2#35KV线路及变电站供电系统能力：
1、按电源线路和主变压器分别计算矿井供电系统能力
（1）电源线路安全载流量及压降校验
1）安全载流量校验
矿井2#35kV变电站计算电流：

其中13200kW为2#35kV变电站负担的矿井实际工作负荷。
查表得知线路LGJ-240允许载流量：环境温度为25℃时为535A，考虑环境温度40℃时，温度校正系数0.81，则供电线路允许载流量IX=535×0.81=434A。
IX=434A＞I=241.93A
2）线路压降校验
查表得知LGJ-240线路单位负荷矩时电压损失百分数：当cosφ=0.9时为0.0266%/MW•km。
2#35kV变电站电源线路电压降为：
△U1%=1.32×16.5×0.0266%=0.58%＜7%
其中：2#35kV变电站负担的矿井实际工作负荷为13.2MW，供电距离最远线路长度16.5km。
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）2#电源线路能力计算
）
式中：P——线路供电容量；
当2#线路允许载流量为434A时：

当2#线路压降为7%时：

则2#线路允许供电容量P取15949kW。
——为上年度吨煤综合电耗11.53kW• h/t
根据计算结果，矿井2#电源线路能力为730.36万t/a。
（3）2#35KV变电站主变压器能力计算
矿井2#35kV变电站工作变压器1台，容量20000kVA。

式中： ——变压器容量，20000kVA；
——为矿井功率因数，取0.9；
——为上年度吨煤综合电耗 11.53kW•h/t。
根据计算结果，矿井主变压器能力为824.28万t/a。
2、井下二阶段变电所下井电缆校核
（1）安全载流量校核
井下二阶段变电所计算负荷电流：

其中井下最大涌水时井下二阶段变电所用电负荷6500kW
查表得知MYJV42-10-3×240mm2铠装电缆允许载流量为480A，二趟电缆允许载流量为：
IX1=2×480=960A
当一回故障停止送电时，另一回允许载流量：
IX2=1×480=480A＞Ij=469.08A
（2）电缆压降校核
查表得知10kV供电MYJV42-10-3×240mm2铠装铜芯电缆单位负荷矩时电压损失百分数：当cosφ=0.8时为0.372%/kW•km。
则每根电缆线路电压降为：
△U2%=（6.5×0.95×0.372%）÷2=1.15%＜7%.
其中：井下二阶段变电所负荷为6.5MW，线路长0.95km。
当一回故障停止送电时，另一回电缆线路压降为：
△U%=6.5×0.95×0.372%=2.3%＜7%
以上校验可知，10kV井下二阶段变电所供电电缆安全载流量及电压降均符合要求，当一回电缆故障时，另一回电缆能保证供主排水泵、三盘区变电所、爬坡皮带及变电所内照明、基站等用电。
4、计算结果：
2#35KV线路及变电站供电系统能力满足建庄煤矿三盘区生产用电负荷需要。
（三）供电系统核定结果：
根据计算结果得知：1#35KV线路及变电站供电系统能力为515万t/a,2#35KV线路及变电站供电系统能力730万t/a。核定矿井供电系统能力满足500万t/a。
六、通风系统能力核定
（一）矿井通风概况
矿井通风方式为中央分列式，通风方法为抽出式，主、副斜井进风，主斜井净直径5.2m，副斜井净直径5.0m，回风井直径5.0m，垂深208m。
主、副斜井进风，回风斜井回风。主斜井断面16.8㎡，副斜井断面18.9㎡，回风斜井断面17.8㎡。
矿井通风系统合理，矿井采用两个进风井进风，一个回风井回风；矿井各盘区内无不符合《煤矿安全规程》规定的串联通风、扩散通风、老塘通风，各用风地点无角联通风线路，进回风线路干、支清晰，通风网络合理、稳定。
2018年7月矿井总进风量9024m3/min，总回风量9202m3/min主扇排风量9393m3/min，矿井有效风量8894m3/min，有效风量率94.69%，等积孔3.84㎡。
矿井及生产盘区实现了分区通风，无风量不足的生产作业地点，2018年7月全矿井共有生产采区2个，布置有2个采煤工作面，5个综掘工作面，3个机电硐室，4个井下独立通风硐室（二、三盘区制氮硐室，三盘区1#、2#抽放硐室）及其他联络巷。
历年瓦斯鉴定均为瓦斯矿井，2016-2017年鉴定结果为：矿井绝对瓦斯涌出量为4.76 m3/min,相对瓦斯涌出量为0.48m3/t；二氧化碳绝对涌出量为11.34m3/min，相对涌出量为1.16m3/t。
风井主、备通风机型号均为FBCDZ—8—NO26型，配套电机型号YBF450S-8，额定功率2*315kW，风机叶片-6°、-3°、0°、+3°、+6°，矿井反风利用风机反转反风。现风机叶片运行角度为+6°，频率为48Hz。
该矿井于2017年7月，由陕西煤矿安全装备检测中心对矿井主通风机进行了扇风机性能鉴定，2台风机均具有良好的运转性能，符合稳定性运转的条件，其运转工况点均在稳定工作区。2016年6月委托陕西煤矿安全装备检测中心进行了矿井通风阻力测定。矿井负压1137.40Pa，矿井通风等积孔为5.89m2。
（二）矿井需要风量计算
矿井需要风量计算原则
根据《煤矿生产能力核定标准》AQ 1056—2008 要求：对矿井需要风量进行计算， 2018年全矿井最多同时布置有2个采煤工作面（303综放工作面（主采）、214综放工作面（配采）），5个综掘进工作面（305胶带巷、305回风巷、203胶带巷、203回风巷、三盘区辅运巷），3个机电硐室，4个井下独立通风硐室（二、三盘区制氮硐室，三盘区1#、2#抽放硐室）及其它工作地点。
采煤工作面需要风量计算
2个采煤工作面计算需风量：
①按气象条件计算：
Q采 = 60×70%×V采×S采K采1×K采2
= 60×70%×1.0×17.33×1.2×1.3
=1135m3/min
式中：Q采 — 工作面需要风量，m3/min；
70% —有效断面系数；
V采—工作面风速取1.0m/s时，工作面温度20～23℃；
S采—采煤工作面有效通风断面 ，取最大和最小控顶距时的有效断面的平均值，最大控顶距：5.816m，最小控顶距：5.016m，采高：303工作面采高3.4m、214工作面采高3.2m，得出303工作面通风有效断面为18.41 m2，214工作面通风有效断面为17.33 m2;
K采1— 采煤工作面的采高调整系数，采高≥2.5m时，K采1=1.2
K采2— 采煤工作面的长度调整系数，采煤工作面长度≥180m时，K采=1.3
303综放工作面需风量：
Q采 = 60×70%×V采×S采K采1×K采2
= 60×70%×1.0×18.41×1.2×1.3
=1206m3/min
214综放工作面需风量：
Q采 = 60×70%×V采×S采K采1×K采2
= 60×70%×1.0×17.33×1.2×1.3
=1135m3/min
②按照瓦斯涌出量计算：
Q采=125×q瓦采×K瓦采
=125×1.44×1.6
= 288m3/min
式中：Q采—采煤工作面需要风量， m3/min；
125―工作面风流、回风巷风流中瓦斯浓度按0.8%管理的换算系数；
K瓦采——采煤工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，K瓦采=1.6
q瓦采――回采工作面瓦斯绝对涌出1.44m3/min（2016年瓦斯等级鉴定）;
③按工作面最多人数计算实际需风量：
Q采 ≮4×N
≮4×80
≮320 m3/min
式中：Q采——工作面需风量, m3/min;
4——每人供风≮4m3/min;
N —— 工作面同时最多人数。
依据以上计算，303综放工作面需风量1206m3/min，214综放工作面需风量1135m3/min。
④按风速进行验算
按风速进行验算，其公式为：
60×0.25S采 ≤Q采 ≤60×4S采
式中：Q采―工作面需要风量, m3/min;
S采―采煤工作面有效通风断面，17.33m2;
则：
303综放工作面风速验算：
60×0.25S采=60×0.25×18.41=276 m3/min
60×4S采=60×4×18.41=4418 m3/min
276≤1206 ≤4418
Q采 =1206m3/min
214综放工作面
60×0.25S采=60×0.25×17.33=259 m3/min
60×4S采=60×4×17.33=4159 m3/min
259≤1135 ≤4159
Q采 =1135m3/min
根据以上验算结果，采煤工作面所需风量取值合理。因此，2个采煤工作面所需总风量为：
∑Q采=1206+1135=2341（m3/min）
掘进工作面的需要风量计算
5个综掘工作面计算需风量：
1）按瓦斯涌出量计算
Q综掘=125×q掘×K掘
式中：Q综掘—综掘工作面实际需风量，m3/min；
125―工作面风流、回风巷风流中瓦斯浓度按0.8%管理的换算系数；
q掘—综掘工作面绝对瓦斯涌出量，取掘进工作面最大值0.1m3/min；
K掘—掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取2.0。
Q综掘=125×0.1×2.0 = 25m3/min
2）按掘进工作面最多人数计算实际需风量：
Q采 ≮4×N
式中：Q采——工作面需风量,m3/min;
4——每人供风≮4m3/min;
N —— 工作面同时最多人数
根据各掘进工作面实际参数，其需风量计算见表1。
掘进工作面按同时作业人数计算需风量 表1
工作面名称
每人需风量（m3/min）
人数（个）
Q采（m3/min）
305回风巷
≮4
18
72
305胶带巷
≮4
15
60
203胶带巷
≮4
19
76
203回风巷
≮4
19
76
三盘区辅运巷
≮4
19
76
3）按局部通风机实际吸风量计算
Q掘=Q扇×Ii+60×0.25S
式中：Q掘—每