石三井生产能力.doc

涟源市安平镇
留石三煤矿生产能力核定报告

第一章 矿井概况

一、煤矿基本情况
涟源市安平镇留石三煤矿位于涟源市安平镇留石村境内，矿区有简易公路与乡镇公路相连,距涟源市城区13km，交通较为方便。
留石三煤矿由村民联办，属私营股份制企业，1997年投资基建，1998年建成投产；设计生产能力2万t/a，2004年实际产煤2万吨；现有职工38人，其中原煤生产人员35人。矿井已取得采矿许可证、生产许可证和安全生产许可证。
留石三煤矿批准开采井田面积0.069Km2，上述范围内已无保有地质储量，矿井进行深部延深，在+125m附近开采。
二、地质概况
1、地层、构造及水文地质
留石三煤矿位于涟邵煤田渣渡矿区浆江井田内，地层走向大致为NW，倾角平均26°。矿井地质构造属复杂型。
2、煤层顶、底板
留石三矿开采渣渡矿区浆江井田测水组煤层。共含煤7层，由上而下为上、2、3、5、6、7煤层。上、2、4、6、7煤层仅具层位不可采，3煤层稳定性较差，厚度变化大为局部可采；5煤层为可采煤层，煤层较稳定，平均厚度1.43m。为中灰、低硫、低磷、高发热量无烟煤，为优质动力用煤和民用煤。
3、瓦斯
据留石三煤矿瓦斯等级鉴定，留石三煤矿属煤与瓦斯突出矿井。相对瓦斯涌出量为43.72m3/t；绝对瓦斯涌出量1.68m3/min。
4、煤尘爆炸性及煤层自燃倾向性
2004年经对留石三煤矿3、5煤层的煤尘爆炸危险性和煤层自燃倾向性进行了鉴定，鉴定结果为：3、5煤层无煤尘爆炸危险性，煤层无自燃发火危险性。
三、矿井开采现状
1、开拓方式
矿井采用斜井开拓方式，主斜井井口标高+239.13m，落底标高+138.00，倾角280。风井井口标高+265.2m。2004年原煤产量2万吨，生产水平+58m水平。生产能力核定期间，矿井共有1个壁式回采工作面，2个煤巷掘进工作面和一个岩巷掘进工作面。
2、采煤方法
留石三煤矿采用短壁式采煤法，采用1.2kw电煤钻打眼,爆破落煤，回采实行三班作业。
3、矿井通风
矿井采用中央并列式通风方式，机械抽出式通风。实测矿井总进风量为336.3m3/min，风井总回风量357m3/min。
4、提升运输
矿井现开采+58～+138m水平,采用主斜井、暗主井单钩串车提升。
+58～+138m水平运输大巷采用人力推车运输，运输距离较短，每小班安排6～8人推车。矿井运输轨道轨型为12kg/m，轨距为600mm。
5、矿井供电
矿井采用单回路配备用柴油发电机组(150kw)供电，主供电源接自涟源市安平镇35／10kv变电站，矿井自备S7-50/10/0.4型、S7-80/10/0.4型、S7-180/10/0.4型变压器各1台，380v低压下井。
6、矿井排水
矿井+58m水平以上实测正常涌水量为2m3/ｈ最大涌水量为8m3/h。+58m水平和+138m水平各建有容量140m3的水仓1个。
采用二级排水，+58m水平和+138m水平分别建有水泵房，矿井水排至地面排放。
7、地面生产系统
原煤人工推车翻卸至地面煤坪，采用人工检选及破碎筛选，矸石直接人力推车矸石堆积场卸矸。
矿井地面为公路运输，由汽车运至各用户销售。

第二章 矿井生产能力核定计算

一、矿井主井提升能力核定
矿井主斜井采用单钩串车提升，负责全井煤、矸石提升，材料下放。井筒斜长215.4m、倾角280、井口标高+239.13m绞车房安装一台JT0.8×0.6型单筒提升绞车，配套电机型号为YR200L-6、功率22kw。
暗主斜井采用单钩串车提升，负责全井煤、矸石提升，材料下放。井筒斜长170.4m、倾角280、井口标高+138m；绞车房安装一台JT0.8×0.6型单筒提升绞车，配套电机型号为YB200L2-6、功率22kw。
提升钢丝绳选用6×19s+FC-1550-Φ15.5-特光右交；矿车采用V-0.75型侧翻式，自重454kg；矿井采用年工作日350天，每天净提升时间为16小时工作制；提升速度图按3阶段考虑。
提升能力(按提升距离最远的计算)核定如下：
1、提升一次循环时间：
⑴ 提升斜长
L=l+LB+ Lｄ
=215.4+14+5=234.4(m)
式中：L——提升斜长(m)
l——井筒斜长(m)
LB——从井口至尾车终端的距离，实测为14m
　　　Lｄ——从边坡点至钩头点的距离，实测为5m
⑵ 一次提升循环时间
Tx=2[ l＇/vm+ 2vm /a+30 ]
=2[(228/1.35)+2×1.35/0.3+30]
= 415.78(s/次)
式中：Tx——一次提升循环时间(s)
l＇——匀速段斜长(m)，l＇= L- Vm2/a =228
Vm——匀速段绳速度(m/s), 实测为1.35 m/s
a——加、减速度(m/s2)，取=0.3m/s2
2、每提升一次煤量
⑴ 斜井提升串车数的确定
① 根据一次提升量确定串车数
n≥a'/G=(c·af·An·Tx)/(3600·br·t·G)
=(c·af·An·Tx)/(3600·br·t·V·γ'·Φ)
=(1.25×1.15×20000×415.78)/[3600×350×16×(0.75×1.05×0.82)]
=0.92(辆)
式中：a'——一次提升量(设计值)(t/次)
G——矿车载重(t)，G= V·γ'·Φ=0.646t
V——矿车有效容积(m3)
γ'——煤的松散容重，一般为0.9～1.15t/m3，取1.05t/m3
Φ——装载系数。倾角28°取Φ=0.82。
c——提升不均匀系数。矿井只有一套提升设备，取c=1.25。
af——提升能力富裕系数，取1.2
An——设计年产量(吨/年)
Tx——一次提升循环时间(s/次)
br——年工作天数，取350天
t——日提升小时数，取16h
② 根据《煤矿安全规程》第400条规定，按钢丝绳安全系数确定串提矿车数。
n≤[(Qq/m)-PLc(sinβ+w'cosβ)]/[(G+GO)(sinβ+wcosβ)]
=[13850/6.5-0.8457×275(sin280+0.2cos280)]/
[(646+454)(sin280+0.015cos280)]
=3.7（辆）
式中：Qq——钢丝绳破断拉力总和(kg)，查表知Qq=13850kg
m——钢丝绳最小安全系数，提升物料m=6.5
p——钢丝绳单位重量(kg/m), 查表知p=0.8457 kg/m
w——车组阻力系数，即提升容器在轨道上运动的阻力系数，按滚动轴承选取w=0.015
w'——钢丝绳运动时与地滚或部分与底板间的摩擦系数，一般为w'=0.15～0.2，取0.2
G——矿车载重(kg)，同前述，G=v·r·Φ
GO——矿车自重(kg)
β——井筒倾角
Lc——钢丝绳的悬垂长度，平车场时，Lc=l+l'
l——井筒斜长(m)
l'——井口变坡点至钢丝绳与天轮接触点长度，一般为20～50m
③ 根据矿井现使用的绞车，按绞车强度条件确定串提矿车数。
n≤[Fjm-PLc(sinβ+W'cosβ)]/[(G+Go)(sinβ+Wcosβ)]
=[1500-0.8457×275 (sin280+0.2cos280)]/
[(646+454)(sin280+0.015cos280)]
=2.54（辆）
式中：Fjm——绞车最大静张力(kg)，查表知Fjm=1500kg
其它符号代表意义同前述。
④ 根据矿车连接连接装置的容许最大静拉力，确定串提矿车数。
n≤F/[(G+Go)(sinβ+ncosβ)]
=3000/[(646+454)(sin280+0.015cos280)]
=5.65（辆）
式中：F——矿车最大静拉力，0.75m3矿车，取F=3000kg
根据以上计算，选择按绞车强度能力确定一次串提煤车2辆，比照矸石容重确定串提矸石车1辆。
⑵ 滚筒宽度及钢丝绳缠绕层数校验：
矿井使用JT0.8×0.6型绞车，查绞车技术参数得：钢丝绳直径为Φ15.5mm，同矿井选用的钢丝绳直径（Φ15.5mm）；容绳量为420m，大于矿井提升斜长234.4m与摩擦试验圈长度之和；电机功率22KW，同矿井所选电机功率22KW。故绞车滚筒宽度、容绳量、电机功率等均符合要求，计算从略。
⑶ 一次提升煤量
Q=nG=n(v·r·Φ)
=2×(0.75×1.05×0.82)
=1.292(t/次)
式中：Q——一次提升煤量(t/次)
n——一次串提矿车数(辆)
G——矿车载重(t)，G= v·γ·Φ
3、核定提升能力(提升煤量)
p=(Q·3600×16×350)/(T·K1·104)
=(1.292×3600×16×350)/(415.78×1.25×104)
=5.01(万t/a)
式中：p——每年提升煤量(万t/a)
Q——每次提升煤量(t/次)
T——每提升一次循环时间(s/次)
K1——提升不均匀系数，矿井只有一套提升设备，取K1=1.25
4、矿井提升能力核定分析
⑴ 矿井主井提升绞车装备及钢丝绳选型，符合设计要求，也满足《煤矿安全规程》要求。
⑵ 矿井正常提升，一次串煤车2辆或矸石车1辆,严禁超载提升。
⑶ 本次矿井主井提升能力核定，不考虑提升设施的新旧程度及提升系统技术测定工作。
⑷ 核定矿井暗主井提升能力为5.01万t/a。
二、矿井运输能力核定
矿井+58m水平和+138水平运输大巷运输轨道轨型为12kg/m，轨距为600mm。+58m水平和+138水平运输大巷采用人力推车运输，运输距离+58m水平130m, +138水平220m；矿井运输轨道坡度3‰。
运输能力核定(按距离最远的校核)如下：
1、矿车实际载重量：
G=v·γ'·Φ
=0.75×1.05×0.82
=0.646(t)
式中：V——矿车有效容积(m3)
r'——煤的松散容重，一般为0.9～1.15t/m3，取1.05t/m3
Φ——装载系数。倾角28°取Φ=0.82
2、+138m水平运输大巷人力推车相邻两车的间隔时间：
T=(2L/v+t1+t2)/N
=[(2×220)/60+2+2]/3
=3.78(min)
式中：T——大巷中相邻两车的间隔时间(min/车)
L——大巷运输距离(m)，实测为130m
v——人力推车运行速度(m/min)，实测为60m/min
t1——装车调车时间，含中途停车时间(min)，取2min
t2——卸载调车时间(min), 取2min
N——运煤车的个数(列),3人推车
3、+138m大巷运输及井底车场的年通过能力：
P=(M·G×60×16×350)/[(K·(1+R)T×104)
=（1×0.646×60×16×350）/[1.15×(1+0.15)×3.78×104]
= 4.315(万t/a)
式中：M——每列车矿车数(辆/列)
G——每辆车的净载煤重(吨/辆)
K——运输不均匀系数，取1.15
R——矸石运出量占煤产量的百分率，取0.15
T——大巷中相邻两车的间隔时间(min/车)
P——大巷运输及井底车场的年通过能力(万t/a)
矿井井下运输能力核定分析
① 矿井井下运输大巷采用窄轨运输，轨距为600mm，使用U0.75m3侧翻式矿车，人力推车，1次只准推1辆矿车。
② 井底车场长度，巷道断面及高度符合要求。
③ 主要运输轨道的铺设质量基本符合《煤矿安全规程》第353条规定的要求。
④ 矿井主要运输巷道轨道坡度不大于3‰。
⑤ 矿井井下运输能力核定为4.315万t/a。
三、矿井排水能力核定
矿井+58m水平以上实测正常涌水量为2m3/ｈ，最大涌水量为8m3/h。+58m水平和+138水平分别建有容量为140m3的水仓各1个。
采用二级排水。+58m水平和+138水平各安装2台D80-30×2型矿用多级水泵,配套电机功率30kw ,排水扬程150m，额定排量43m3／h；每级各安装1趟Φ89×4.5mm的排水管路；排水高度+58～138为80m，+138～239.13为101.13m；矿井水排至地面排放。
矿井排水能力（按最不利的+138～239.13）核定如下：
1、正常涌水量时工作水泵必须的排水能力
QB=1.2Qn
=1.2×2=2.4(m3/h)
式中：QB——正常涌水量时水泵必须的排水能力(m3/h)
Qn——正常涌水量(m3/h)
2、最大涌水量时工作和备用水泵必须的排水能力
Q'm=1.2Qm
=1.2×8=9.6m3/h)
式中：Q'm——最大涌水量时水泵必须的排水能力(m3/h)
Qm——最大涌水量(m3/h)
3、水泵必须的扬程
Hg=K(Hp +Hs)
=1.26(102+5)=134.82(m)
式中：Hg——估算的水泵总扬程(m)
K——管路损失系数。斜井：α=28°时，取K=1.26
Hp——水泵排水扬程(m)，Hp=排水高度+出口损失=101+1=102m
Hs——水泵吸水扬程(m)，取5 m
根据以上计算，查矿井现安装的水泵性能表得：
1）工作水泵排水能力：
Qe=39.81(m3/h)>QB= 2.4(m3/h)
2）工作水泵加备用水泵排水能力
Qe=39.81(m3/h)> Q'm B= 9.6(m3/h)
3）水泵排水扬程
He=150(m)>Hg=134.82(m)
4）水泵电机功率校验
水泵额定排量、扬程均大于所需值，可保证水泵稳定工作，无须校验配套电机容量。
4、水泵台数
矿井安装水泵4台，其中工作2台，备用、检修2台。
5、排水管趟数
矿井铺设1趟排水管路，工作、备用管路共1趟。
6、2
排水管能力
B'n=900πVpdp
=900×3.14×2.2×0.082=39.81(m3/h)
式中：B'n——排水管的排水能力(m3/h)
Vp——排水管经济流速，一般为1.5～2.2m/s，取2.2m/s
dp——排水管内径(m)
当B'n>Qe时,取Qe值计算排水系统的排水能力。
当B'n0(h)
式中：Tn——正常涌水量时，工作水泵每天工作小时(h)
Qn——正常涌水量(m3/h)
Zn——矿井正常涌水量时工作水泵的台数
B'n——工作泵排水能力(m3/h)
9、最大涌水量时，工作泵与备用泵每天工作小时
Tm=24Qm/ZmB'm
=(24×8)/(1×39.81)
= 4.82(h)<20(h)
式中：Tm——最大涌水量时，工作泵与备用泵每天工作时间(h)
Qm——矿井最大涌水量(m3/h)
Zm——最大涌水量时，工作泵与备用泵的总台数,根据矿井的最大涌水量,只需开一台即可。
B'm——工作泵排水能力
10、平均日产吨煤所需排正常涌水量
An=24Qn/(Nn×br)
=(24×2)/(20000/350)
=0.84(m3/t)
式中：An——平均日产吨煤所需排正常涌水量(m3/t)
Qn——矿井正常涌水量(m3/h)
Nn——矿井年产量(t)，按04年实际产量20000t取
br——年工作日(天)
12、平均日产吨煤所需排最大涌水量
Am=24Qm/(Nn×br)
=(24×8)/(20000/350)
= 3.36(m3/t)
式中：Am——平均日产吨煤所排最大涌水量(m3/t)
Qm——最大涌水量(m3/h)
Nn——矿井年产量(t)
br——年工作日(天)
13、排正常涌水能力
Pn=[(Bn×20)/(An×104)]×350
=(39.81×20)/(0.84×104)×350
= 33.17(万t/a)
式中：Pn——排正常涌水能力(万t/a)
Bn——工作泵小时总排水能力(m3/h)
An——平均日产吨煤所需排正常涌水量(m3/t)
14、排矿井最大涌水能力
Pm=[(Bm20)/(Am×104)]×350
=(39.81×20)/(3.36×104) ×350
=8.29(万t/a)
式中：Am——日出吨煤所需排出的最大涌水量(m3/t)
Bm——工作泵加备用泵的总排水能力(m3/h)
Pm——排矿井最大涌水能力(万t/a)
矿井排水能力分析
1、矿井采用2级排水，+58m和138m水平设中央泵房。
2、矿井共安装4台水泵，其中2台工作，2台备用、检修。
3、矿井共安装2趟管路(每个水平1趟)，工作、备用共1趟。
4、矿井水泵与管路排水能力满足要求。
5、矿井58m和138m水平的水仓容积各为140m3。
6、本次矿井排水能力核定，不考虑排水系统设施的新旧程度、管路实际损失、水泵工作点及排水系统技术测定工作。
7、矿井核定排水能力为8.29万t/a。
四、矿井通风能力核定
矿井采用中央并列式通风，通风方法为抽出式。配备2台YBK56-№10型轴流式风机(配套电机功率为15kw)作为主要通风机，1台运行，1台备用。风井井口标高+265.2m，井筒位于煤层顶板中，穿过煤层进入5煤层底板岩层中，坡度360，平均断面积2.9m2左右。采掘头安装YBT-5.5型局部通风机送风，主井、风井内设有测风站，矿井总进风量为336.3m3/min，风井总回风量357m3/min。
矿井通风能力核定见专题报告。
矿井通风能力核定结果为3.2万t/a。
五、采场能力核定
1、该矿井采用长壁式工作面开采，工作面一般为45m～60m。
2、煤层生产能力为工作面开采高度乘以煤层容重。
3、矿井回采工作面单产3000吨，工作面平均长度25m，工作面年推进度600m，煤层生产能力1.82t/m3，回采工作面平均个数0.5个，回采产量1.36万t/a。
4、矿井上年度生产煤1.8万t，掘进煤量按矿井产量的40%计，掘进煤为0.72万t。
5、核定矿井采场生产能力2.08万t/a。
六、地面生产系统核定
地面生产系统简单，井下生产的煤经矿车运输卸至露天煤场贮存，通过人工装汽车外运。
露天煤场储煤能力约800吨；装载采取人工多点装载，每班装载人数约10人，装满一辆10吨汽车时间约为22分钟，每天工作时间约为8小时；矿井安装有30吨地衡一台。
地面生产系统核定能力如下：
1、露天煤场储存能力的缓冲生产天数
d=V÷(An÷br)
=800÷(20000÷350)
=14
式中：d——缓冲生产天数(天)
V——露天煤场储存能力(t),实测为800t
An——年产量,取设计产量20000t
br——年工作日,取350天
2、露天煤场人工装车能力：
N=Td÷t
=8/(22/60)
≈21(辆)
式中：Td——每天工作小时数(h),按8小时取
t——人工装满一车时间(h)，取22min/车
3、汽车外运能力：
P=350×N×W/（K×104）
=350×21×10/（1.3×104）
=5.65(万t/a)
式中：P——汽车年外运能力（万t/d）
N——每天汽车数(辆)
W——每辆装载量(t)
K——地面生产系统处理能力系数取1.3
3、地面生产系统能力分析
① 矿井地面生产系统能力主要受装车人数、运输汽车数、天气等因素影响。
② 矿井核定地面生产能力为5.65万t/a。

第三章 矿井综合生产能力核定结论

一、综合生产能力的确定
在各环节生产能力核定中，最高的为矿井排水系统核定能力为8.29万t/a，最低的为采场生产系统核定能力为2.08万t/a，按照核定原则，以最低能力作为矿井综合生产能力核定，取整数。矿井综合生产能力核定为2万t/a。
二、解决影响生产能力薄弱环节的主要措施
制约矿井生产能力的薄弱环节主要是采场能力，矿井应在以下方面进行改善，以期提高矿井采场能力：
1、加强地质工作，及时收集、整理、分析现场的地质资料，作好预测预报工作；
2、改革采煤方法，提高回采工作面单产。