xxx煤矿生产能力核定报告.docx

500WT生产能力核定报告书XXX煤矿二。一三年十一月一日第一章矿井生产现状-2第二章资源储量核查-3第三章采掘工作面能力核定4第四章井下排水系统能力核定-7第五章供电系统能力核定12第六章井下运输系统能力核定20第七章通风系统能力核定28第八章压风系统核查情况-42第九章洗煤厂洗煤生产系统能力核定45第十章地面生产系统能力核定一一-48第十一章各系统能力核定结果49第一章矿井生产现状一、主要生产系统、采掘工艺、开辟方式和开采方法、水平、采区划分。矿井开辟方式为立井、斜井和平胴混合式开辟方式。矿井现有一个开采水平（XXXX水平），一个准备水平（XXXX水平）。XXX水平现分南北两大区,其中南区又分四个采区，一、二、四采区已采完，现三采区正在回撤，估计2022年年底结束；北区分为五采区、六采区，现五采区为生产采区，六采区为准备采区。矿井采用走向长壁式综合机械化采煤法，全部跨落法管理顶板。采掘全部实现了综合机械化作业。二、矿井队组在册情况回采队：两个开掘头：十个（掘进头6个，开辟头4个）三、近几年生产完成情况矿井2022年完成产量300万t；2022年完成产量268.9万t；2022年完成产量300万t；2022年截止目前完成283万吨，估计完成产量330万t。第二章资源储量核查本次资源储量估算截止日期为2022年12月底。工业指标采用普通工业指标：煤层最低可采厚度为0.70m,元煤最高灰分为40%,元煤最高硫分为3%；参预本次资源储量估算的煤层与采矿许可证批准的煤层一致，即矿井批准开采的山西组2#煤层和太原组10、11号煤层。估算边界与采矿许可证批准的范围边界一致。井田内批采2#、10#、11#煤层保有资源储量23831万吨（其中气煤455万吨,1/3焦煤9339万吨,肥煤14037万吨），累计开采动用资源储量3248万吨，累计探明资源储量27079万吨。二、各煤层基本情况1、本井田构造属简单类，主要可采煤层属稳定型。2、2022年8月，对XXX井田内各可采煤层资源储量进行核查，编制了山西省XX煤田XXX煤矿资源储量复核报告。该报告通过国土资源部储量评审中心评审，国土资储备字（2022）361号文预以备案。报告截止日期为2022年12月31日，井田保有煤炭资源储量总量23831万吨探明的经济基础储量（IIIb）为11549万吨,控制的经济基础储量（122b）为10365万吨，判断的内蕴经济资源量（333）为83万吨，探明的内蕴经济资源量（331）为812万吨，控制的内蕴经济资源量（332）为1022万吨。2022年12月底在原储量复核报告的基础上对矿井年内的开采动用储量、周边小窑开采破坏储量进行分析核算，核算出2022年12月底矿井各可采煤层保有地质储量及可采储量。矿井开采动用储量：706.4万吨，其中采区动用量：596.6万吨，采区出煤量：501.7万吨，采区回采率：84.1%3、截止2022年12月底矿井保有地质储量：23124.6万吨，其中：探明的经济基础储量（Illb）：11187万吨；控制的经济基础储量（122b）：10020.6万吨；探明的内蕴经济资源量（331）：812万吨控制的内蕴经济资源量（332）：1022万吨；判断的内蕴经济资源量（333）：83万吨；可采储量：18441万吨。第三章采掘工作面生产能力核定一、采煤工艺及采掘机械化装备情况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采煤机（截深0.8m）,SGZ-1000/1400型封底型输送机、SZZ-1000/750型转载机及SSJ-1400型胶带输送机，副巷采用超前支架进行支护。工作面副巷顺槽配备WC-3Y型顺槽运输车，支架安装、回撤采用WC-40Y型支架搬运车。小采高回采工作面（平均采高2.2-2.5m）采用MGTY-250/600型采煤机（截深0.6m）,工作面选用SGZ-764/630封底型输送机，顺槽采用SZZ-764/160型转载机及SSJ-100O型输送机。2、开掘工作面采用EBZ-200.260型综掘机配合SSJ-100O型输送机掘进,暂时支护采用机载前探梁支护。二、矿井队伍摆布及工作面情况回采工作面：五采区布置两个回采工作面，一个大采高、一个小采高。大采高工作面长度230m,采高4.6m,因24煤层赋存不稳定，夹肝较厚，下实际煤层有益厚度为4m,煤层容重为L35tm3,工作面日循环个数为9个，循环产量（按有益厚度计算为）990t,日产量为8900t,月单产按27天计算为24万吨，年产量288万吨。小采高工作面开采2,煤层，煤层厚度平均2.2m,工作面长度230m,煤层上容重1.35tm3,工作面日循环个数为9个，循环产量（按有益厚度计算为）410t,日产量为3700t,月单产按27天计算为10万吨，年产量120万吨。1、2022年矿井采面摆布情况：（1）回采工作面：五采区布置两个回采工作面，2-512工作面（大采高），单产24万吨，年产量288万吨；2-515工作面由于五采区皮带运输条件及衔接情况，单产按6万吨，年产量72万吨。两个回采队年产360万吨。（2）掘进工作面：五采区安排两个掘进头施工大采高工作面衔接面2-506工作面；六采区安排两个掘进头施工2-601工作面，一个头施工六采区准备巷道；下组煤安排两个头施工下组煤首采面，安排三个头施工下组煤开辟巷道。掘进煤量计算公式为A=10'YXSXL（万ta）式中：A掘进煤量；万t/a；Y元煤视密度，取1.35ti3;S巷道纯煤面积，取11皿；厂巷道年度总长度，取1400OnI（煤巷）；经计算落，掘进煤量为20万吨。（3）、采掘工作面生产能力为A=A+A=360+20=380万t/a。综上所述,矿井目前生产核定能力为380万to2、采掘生产能力达到500万吨所需条件矿井需在目前两个回采队基础上增加一个回采队，实现五、六采区及下组煤采区每区一个回采工作面作业方式。（1）回采工作面：五采区布置一个大采高回采工作面：2-506工作面（大采高）切巷长度320m,平均采高4.6m,实际煤层有益厚度为4m,煤层容重为L35tm3,工作面日循环个数为8个，循环产量（按有益厚度计算为）1400t,日产量为11000t,月单产按27天计算为30万吨，年产量360万吨；因2-5062-508均为小窑破坏区域，工作面内空巷较多，影响工作面推进速度；大采高工作面遇构造对回采影响较大，固大采高工作面后期年产量只能达到300万吨。六采区布置一个回采工作面：单产10万吨，年产量120万吨。下组煤布置一个回采工作面：11-002工作面单产按12万吨计算，年产量为145万吨。下组煤煤层赋存不稳定，3m采高工作面最多可布置9个，剩余工作面采高均为2.2m,下组煤估计后期单产水平仅能达到10万吨。2022-2022年三个回采队年产量可达到565万吨（2022年后五采区大采高及六采区2«工作面结束，五、六采区全部转入2#工作面生产，单产6-8上下万吨）。（2）掘进工作面：五采区安排两个掘进头施工大采高工作面衔接面2-508工作面；六采区安排两个掘进头施工2-602工作面；下组煤安排两个头施工下组煤衔接面。六采区准备巷道安排一个头，下组煤开辟巷道安排三个头。掘进煤量计算公式为A=IO-.Y×S,XL（万ta）式中Aj掘进煤量，万t/a；Y元煤视密度，取1.35tm3;S巷道纯煤面积，取13.5i2;1.'巷道年度总长度，取14500m（煤巷）；经计算辅，掘进煤量为25万吨。（3）、采掘工作面生产能力为A=A+A=565+25=590万t/a。第四章井下排水系统生产能力核定一、概况（二）矿井各采区排水系统五采区各采掘工作面涌水通过中108或者中159排水管路排至采水仓，然后排至大巷水沟流出地面；区六采区采掘工作面涌水通过108水沟，然后排至大巷水沟流出地面；或者159排水管路排至六采区材料巷下组煤经273管路直接排至地面。（二）矿井正常涌水量和最大涌水量矿井正常涌水量83m3h,最大涌水量167h°1、北区设计正常涌水量：50m3h-60mh,设计最大涌水量：lOOmn/h,2022年度实际正常涌水量：40mh-50m3h,实际最大涌水量：90hTOOm3h02、下组煤正常涌水量：50m3h-60m3h,设计最大涌水量：100m3Zho（三）校验水泵能否在20小时内排出24小时的正常和最大涌水量。每台水泵的排水能力均大于水泵核定能力，故计算取水泵额定流量280m3ho正常涌水时，1台泵工作20小时的排量为：280×20=5600m3正常涌水时，24小时的涌水量：83X24=1992IW最大涌水量时，两台泵20小时的排量为：280×20X2=11200皿最大涌水量时，24小时的涌水量：167X24=4008计算结果比较，水泵20小时的正常和最大排水能力均超过24小时的正常和最大涌水量，符合规程要求。（四）水仓容量检验根据正常涌水量在100Om3/h以下时：V8Qs（m3）矿井水仓有效容量V为3700m3由于矿井正常涌水量Qs为83m3h<100Om3/hOV=3700m3>8Qs=8×83=664m3,符合煤矿安全规程要求。二、计算过程及结果1、排矿井正常涌水量和排矿井最大涌水量的生产能力计算（1）、五采区排水能力：以正常涌水量Qn50-60m3h,最大涌量QnI=Ioom3加作为能力核定的计算依据。正常涌水时，1台泵工作，20h排水量：280×l×20=5600皿正常涌水时，24h涌水量：60X24=1140m3<5760皿最大涌水时，24h涌水量：IoOX24=2400m3<5760IW以上计算表明：1台水泵及1趟排水管路工作，备用水泵及管路未投入，20h能排出矿井24h的正常涌水量或者最大涌水量，符合煤矿安全规程要求,且说明排水系统能力较大。水仓工作水泵和备用水泵的型号及技术数据名称数量扬程流量机电功率离心泵3台215m280m3h220KW型号水仓容积配套管路电压等级D280-43*5700m32736KV水仓容积核验：由于矿井正常涌水量为60m3h<700ma/h,水仓容量符合V8Q要求。8Q=8X60=480(m3)而北宜水仓容积为700m3>480m3,符合煤矿安全规程要求。正常涌水量排水能力计算：2。BnAn=330ICrPn=330X20X288/(10000X0.4)=475万t/a式中：A：排正常涌水能力B"：工作水泵小时总排水能力取280nhP1:上年度平均日产吨煤所需排正常涌水量P二(60X24X330)/120×10.=0.Wt最大涌水量排水能力计算：20BmAm=330o33OX20X576/10000×1.05=362万t/a式中：Am：排最大涌水能力Bm：工作水泵加备用水泵的能力取576mhPm：为上年度日产吨煤所需排出的最大涌水量P=(160×24×330)120×IO4=L05m3t经计算北区汞泵及管路选择相匹配，排水能力远大于涌水量满足排水要求。2、下组煤中央水泵房排水能力：由于北区水仓现未形成地质报告提供的正常涌水量Qn50-60m3h最大涌量Qm=100maZh作为能力核定的计算依据。正常涌水时，1台泵工作，20h排水量：280×lX20=5600皿正常涌水时，24h涌水量：60×24=1140m3<5760n最大涌水时，24h涌水量：IoOX24=2400m3<5760ms以上计算表明：1台水泵及1趟排水管路工作，备用水泵及管路未投入，20h能排出矿井24h的正常涌水量或者最大涌水量，符合煤矿安全规程要求,且说明排水系统能力较大。水仓工作水泵和备用水泵的型号及技术数据名称数量扬程流量机电功率离心泵3台172m28(Wh220KW型号水仓容积配套管路电压等级D280-43*51200ms2736KV水仓容积核验：由于矿井正常涌水量为60mh<1200m3h,水仓容量符合V8Q要求。8Q三8×60=480（皿）而）匕区水仓容积为2000m3>480Rb,符合煤矿安全规程要求。正常涌水量排水能力计算：20BnAn=330W*S=330×20×288/（10000X0.4）=475万t/a式中：A：排正常涌水能力Bn：工作水泵小时总排水能力取280hpn：上年度平均日产吨煤所需排正常涌水量P=（60×24×330）/120X104=0.Wt最大滴水量排水能力计算：20Bmm=330IO4Pnr330×20X576/10000×1.05=362万t/a式中：Am：排最大涌水能力Bm：工作水泵加备用水泵的能力取576mhPm：为上年度日产吨煤所需排出的最大涌水量P=（160×24×330）/120X10产L05m3t经计算北区水泵及管路选择相匹配，排水能力远大于涌水量，满足要求。五采区排水能力：362万吨。六采区排水能力：120万吨。矿井排水能力：482万吨。第五章供电系统能力核定一、供电系统概况XXX煤矿地面设一座35KV变电站（内设两台16000KVA主变和一台6300KVA主变）。其中一回路是从南步亭IlOKV变电站433开关馈出至xxx35KV变电站，路线规格为LGJ-3×150-18.5KM；二回路是从刘家垣IlOKV变电站471开关馈出至xxx35KV变电站，路线规格为LGJ-3×185-14KM0一回路为矿井正常供电电源，二回路为备用电源，一趟使用，一趟热备，两回路上均未分接任何负荷，能保证供电的连续性和可靠性。XXX煤矿35KV变电站6KV系统向全矿各用电地点送电。1、35KV变电站供金山沟风机房一回路（613路线）架空线规格为LGJ-3X70-5.4Km；二回路（614路线）架空线规格为LGJ-3X70-5.4K°2、35KV变电站供杨坡风机房一回路（615路线）架空线规格为LGJ-3X150-3.7Km；二回路（616路线）架空线规格为LGJ-3X150-3.7Kmo3、35KV变电站供平阳变电所一回路（617路线）架空线规格为LGJ-3×185-0.8Km；二回路（618路线）架空线规格为LGJ-3×240-0.8Kmo4、35KV变电站供洗煤厂一段母线（623路线），架空线规格为LGJ-3×240-0.8Km；二段母线（632路线），架空线规格为LGJ-3×240-0.8Kmo5、北区的双回路供电是从平端6KV变电所到北区中央变电所，一回路是一趟MYJV-3×240-8.7155.4Km,二回路是由两趟MYJV-3×150-8.7/15-22225.4Km并联形成。井下掘进工作面局部通风机全部实现双电源供电，专用风机与备用风机从变电所一、二回路分别供电，井下所有局部通风机全部实现专用开关、专用路线、专用变压器，风电闭锁，瓦斯电闭锁。XXX煤矿供电电源满足煤矿安全规程要求，矿井实现双回路供电电源。XXX煤矿符合供电能力核定的必备条件，矿井供电系统合理，设备、设施及保护装置完善，技术性能符合规定，系统运行正常，系统技术档案齐全，各种运行、维护、检查、事故记录完备，管理维护制度健全。没有使用国家明令禁止使用的设备和淘汰的产品。负荷统计：2022年全矿井总运行负荷为9000KW,洗煤厂最大运行负荷为4500KW,35KV变电站总得运行负荷为13500KW.二、35KV变电站电源路线安全载流量1、安全载流量校验路线电流计算I=13500÷回×35×0.9）=247A南三路线LGJ-3×150允许载流量:考虑环境温度25oC时为445A（查表）。I=445A>I=247A刘三路线LGJ-3×185允许载流量:考虑环境温度25oC时为515A（查表）。I=512A>I=247AX2、路线校验路线LGJ-150路线单位负荷矩时压损失百分数：当cos¢=0.9时，为0.033%三.km（查表）其中：矿井负荷为13500MW,路线长18.5km则电源路线电压降为：AU%=13.5义18.5X0.033%=8.2%>5%.1路线LGJ-185路线单位负荷矩时压损失百分数：COS§=0.9时，为O.O3O%IW.km（查表）其中：矿井负荷为13500MW,路线长14km则电源路线电压降为：U%=13.5×14×0.03%=5.67%>5%.1由以上校验可知电源路线安全载流量符合要求，电源路线电压降均不符合要求。三、6KV变电站电源路线安全载流量及压降校验1、安全载流量校验路线电流计算6KV变电所一回路I二4500÷（JT×6×0.9）=481A16KV变电所一回路线路LGJ-3×185允许载流量，考虑环境温度25oC时为：I=515AI=515A>IM81A能满足要求16KV变电所一回路I=4500+（JT×6×0.9）=481A26KV变电所二回路线路LGJ-3×240允许载流量，考虑环境温度25£时为:则1=6IOAI=610>I=481A能满足要求2、路线校验路线LGJ-3×185路线单位负荷矩时压损失百分数：cos¢=0.9时，为0.030%/MW.km（查表）则电源路线电压降为：AU%=4.5×0.8×0.03%=0.1%<5%.路线LGJ-3X240路线单位负荷矩时压损失百分数：cos¢=0.9时，为O.026%三.km(查表)则电源路线电压降为：U%=4.5×0.8×0.026%=0.09%<5%.由以上校验可知电源路线嗑全载流量及电压降均符合要求。四、下井电缆安全载流量及压降校验1、安全载流量校验入井MYJV型交联聚乙烯绝缘电缆满足煤矿安全规程要求。路线电流计算I=4500/(1.732×6×0.9)=48IA一回路是MYJV-3×240-8.7/15-5.4Km线路，允许载流量为22I=515>481,满足要求。二回路是MYJV-3×150-8.7/15-5.4Km路线，允许载流量为22I=2×395A=790>481A满足要求。X路线压降计算北区一回路MYJV-3X240-8.7/15电缆单位负荷矩时电压损失百分数：22当cos¢=0.9时，为0.003%MW.km(查表)则北区一回路电缆路线电压降为：U%=4.5×5.4×0.003%=0.07%<5%.2北区二回路MYJV-3X150-8.7/15电缆单位负荷矩时电压损失百分数：22当cos¢=0.9时，为0.005%MW.km(查表)则北区二回路电缆路线电压降为：U%=45X5.4X0.005%÷2=0.06%<5%.2五、电源路线能力核定计算公式1、南三路线能力计算A=330×16P÷10jW=330×16×8190÷(10.×12.8)=338(万ta)式中:P为路线供电容量当路线允许载流量为445A时,P疗×445X35X0.9=24278.3IKW当路线压降为5%时，P=5%÷(0.033%X18.5)=8.19(Nffl)=8190KW则路线合理,允许供电容量取8190KWoW为上年度吨煤综合电耗为W=31962000÷2500000=12.8(KWht)2、刘三路线能力计算A=330×16P÷10V=330×16×11900÷(10×12.8)=491(万ta)式中:P为路线供电容量当路线允许载流量为515A时,P疗×515×35X0.9=28097.37KW当路线压降为5%时,P=5%÷(0.030%×14)=11.9(MW)=11900KW则路线合理,允许供电容量取11900KW.W为上年度吨煤综合电耗为12.8(KWt)六、主变压器能力核定计算公式主变压器能力核定计算：S.w16000x0.9=330×16104w(万ta)16.3×104=330X16×16000X0.9÷12.8÷10.=733万t/a式中：A变压器的折算能力，万t/a；S工作变压器容量，kVA；力一为全矿井的功率因数，取0.9；w一矿井吨煤综合电耗，kWht,同电源路线能力核定计算式采用数。主变技术参数序号主要技术参数参数采用数据参数1主变SZ9-16000/35主变容量16000KVA2主变厂家山东达驰电气股份有限公司装机容量23514KW3主变出厂日期2022年05月运行容量1689IKW4上年度矿井用电量5796.002万度5上年度综合电耗12.8度/吨6矿井主回路电压、截面、长35KV、150mm2-18.5、150mm-13km由上述校验和计算可知，电源路线符合规程要求，刘三线、南三线电压损失超过5%,不满足单回路供电要求。根据路线及变压器的能力计算，取其较小值，确定矿井供电系统能力为338万吨/年。七、年产量达到500万吨所需条件若年产量达到500万吨时，下组煤增加1个回采工作面、5个掘进工作面,装机负荷增加2164KW,运行负荷增加1082KW。负荷增加后负荷统计：全矿井总运行负荷为10082KWo洗煤厂最大运行负荷为4500K肌35KV变电站总得运行负荷为14582KWo（一）、35KV变电站电源路线安全载流量1、路线电流计算I=14582÷万×35×0.9）=267A南三路线LGJ-3×150允许载流量:考虑环境温度25oC时为445A（查表）。I=445A>I=267AX刘三路线LGJ-3×185允许载流量:考虑环境温度25oC时为512A（查表）。I=515A>I=267AX2、路线压降校验路线LGJ-3×150路线单位负荷矩时压损失百分数：当cos0=0.9时，为0.033%MW.k（查表）其中：矿井负荷为14582MW,路线长18.5km则电源路线电压降为：AU%=14.582×18.5×0.033%=8.9%>5%.1路线LGJ-3×185路线单位负荷矩时压损失百分数：cos¢=0.9时，为0.030%三.km（查表）其中：矿井负荷为14582MW,路线长14km则电源路线电压降为：U%=14.582×14×0.03%=6.12%>5%.1由以上校验可知电源路线安全载流量符合要求，电源路线电压降均不符合要求。（二）、6KV变电站电源路线安全载流量及压降校验1、安全载流量校验路线电流计算6KV变电所一回路I=5582÷0于×6×0.9）=597A16KV变电所一回路线路LGJ-3X185允许载流量:1二515AI=597A>I=515A能满足要求16KV变电所一回路I=5582÷（×6×0.9）=597A26KV变电所二回路线路LGJ-3X240允许载流量:则1=6IOA>610>>597A能满足要求2、路线压降校验路线LGJ-3×185路线单位负荷矩时压损失百分数：cos¢=0.9时，为O.030%三.km（查表）则电源路线电压降为：U%=5.582×0.8×0.03%=0.13%<5%.1路线LGJ-3×240路线单位负荷矩时压损失百分数：cos¢=0.9时，为0.026%三.km（查表）则电源路线电压降为：AU%=5582×0.8×0.026%=0.12%<5%.1由上安全载流量及路线压降校验得知：1、南三线、刘三线电压降超过5%,应将路线更换为LGJ-3×240规格的架空路线。2、6KV变电站一回路（617路线）不能满足我矿500万吨产量的要求，需更换为LGJ-3×240o为保证矿井的安全生产，及供电的安全可靠（载流量应为路线允许载流量的80%）,需将6KV变电所一、二回路（617、618）路线更换为LGJ-3×300导线（允许载流量为770）0第六章井下运输系统能力核定一、井下运输系统概况运输系统为：五、六采区盘区皮带一北区煤库一北区转载皮带一转载煤库一西区皮带一东区皮带一主斜井煤库一主斜井强力皮带地面100皮带一地面103皮带一地面选煤厂。二、运输系统设备参数:地点型号输送量胶带速度机电功率运输距离备注五采区盘区皮带SSJ-14001500t.h2.5ms2*2001750m六采区一部皮带SSJ-100O100OtZh2.0ms2*90350m六采区二部皮带SSJ-100O1000th2.0ms2*90300m北区转载皮带SSJ-MOO1500th2.5ms200100m西区皮带DTL120/1201200th3.15ms2*160X1200m东区皮带DTL120/1201200th3.15ms2*3151320m主斜井强力皮带DTLl20/1201200th3.15ms2*4501340m地面100皮带DTL120/1201200th3.15ms200150m地面103皮带DTL120/1201200th3.15ms9090m三、胶带机运输能力计算：1、五采区盘区皮带运输能力：A=300(kB2vrCtg)/IOik1=300(420×l.42×2.5×0.7×0.9×18×0.8)(10000×l.1)=509.19万t/a式中：A一年运输量(万t/a)V一胶带输送机带速，V=2.5msK一运输不均匀系数，取K=Ll11r一松散煤堆积容重(tm11),取r=0.7t113g一故障系数，取g=0.82、六采区一部皮带运输能力：A=300(kB2vrCtg)/IOikI=300(400×h×2×0.7×1×18×0.8)(10000×l.1)=219.93万t/a式中：A一年运输量(万t/a)K一胶带输送机负载断面系数，取K=400B一胶带输送机带宽(m),取B=1.4mC一倾角系数，取C=IV一胶带输送机带速，V=2msK运输不均匀系数，取K=Ll11r松散煤堆积容重(t/m：3),取r=0.7ti3g一故障系数，取g=08A=300(kB2vrCtg)/IOik1=300(400×h×2×0.7×l×18×O.8)(10000×l.1)=219.93万t/a式中：A一年运输量(万t/a)K一胶带输送机负载断面系数，取K=400B一胶带输送机带宽(m),取B=l.4mC一倾角系数，取C=IV一胶带输送机带速，V=2msK一运输不均匀系数，取K=1.1IIr松散煤堆积容重(ti3),取r=0.6tmag一故障系数，取g=0.84、北区转载皮带运输能力：A三300(kB2vrCtg)/IOik1=300(420×1.42×2.5×0.7×0.9×18×0.8)(10000×l.1)=509.19万t/a式中：A一年运输量(万t/a)V一胶带输送机带速，V=2.5msK一运输不均匀系数，取K=Ll11r一松散煤堆积容重（ti3）,取r=0.7tmag一故障系数，取g=0.85、西区皮带运输能力：A=300（kB2vrCtg）/10.k1=300（420×l.22×3.15×0.7×0.9×18×0.8）（10000×l.1）=471.36万t/a式中：A一年运输量（万t/a）K一胶带输送机负载断面系数，取K=420B一胶带输送机带宽（m）,取B=l.2mCT顷角系数，取C=O.9V-胶带输送机带速，V=3.15msK一运输不均匀系数，取K=1.111r一松散煤堆积容重（ti3）,取r=0.7tmag一故障系数，取g=0.8A=300(kB2vrCtg)/10.k1=300(420×1.22×3.15×0.7×0.9×18×0.8)(10000×l.1)=471.36万t/a式中：A一年运输量(万t/a)K一胶带输送机负载断面系数，取K=420B一胶带输送机带宽(m),取B=L2mCT顷角系数，取C=O.9V一胶带输送机带速，V=3.15msK运输不均匀系数，取K=LlIIr一松散煤堆积容重(ti3),取r=0.7tmsg一故障系数，取g=0.87、主斜井强力皮带运输能力：A=300(kB2vrCtg)/10.k1=300(420×l.22×3.15×0.7×0.9×18×0.8)(10000×l.1)=471.36万t/a式中：A一年运输量(万t/a)K一胶带输送机负载断面系数，取K=420V一胶带输送机带速，V=3.15msK一运输不均匀系数，取K=Ll11r一松散煤堆积容重（ti3）,取r=0.7tmag一故障系数，取g=0.88、地面100皮带运输能力：A=300（kB2vrCtg）/IOik1=300（420×l.22×3.15×0.7×0.9×18×0.8）（10000×l.1）=471.36万t/a式中：A一年运输量（万t/a）K一胶带输送机负载断面系数，取K=420B一胶带输送机带宽（m）,取B=l.2mCT顷角系数，取C=O.9V-胶带输送机带速，V=3.15msK运输不均匀系数，取K=Ll11r一松散煤堆积容重（tm3）,取r=0.7tr113g一故障系数，取g=0.8A=300(kB2vrCtg)/IOik1=300(420×1.22×3.15×0.7×0.9×18×0.8)(10000×l.1)=471.36万t/a式中：A一年运输量(万t/a)K一胶带输送机负载断面系数，取K=420B-胶带输送机带宽(m),取B=l.2mC一倾角系数，取C=O.9V-胶带输送机带速，V=3.15msK运输不均匀系数，取K=Ll11r一松散煤堆积容重(ti3),取r=0.7tmag一故障系数，取g=08综上所述，我矿胶带运输综合能力为471万吨。三、皮带运输能力达到500万吨所需条件A=300(kB2vrCtg)/IOik1=300(420×l.42×3.15×0.7×0.9×18×0.8)(10000×l.1)=641.58万t/a式中：A一年运输量(万t/a)B一胶带输送机带宽（m）,取B=l.4mC一倾角系数，取C=O.9V胶带输送机带速，V=3.15msK一运输不均匀系数，取K=Ll11r一松散煤堆积容重（t/皿），取r=0.7tm3g一故障系数，取g=0.8运输能力达到500万吨，需要将下组煤强力皮带DTL120/120更换为DTL140/140型强力皮带。第七章通风系统能力核定第一节矿井通风基本情况：XXX矿目前布置为一个水平，开采2#、2=两个煤层，采用长壁工作面后上下退式回采方式；共有五个井口，采用三进两回中央分区式通风方式；抽出式通风方法。一、现阶段矿井主要进、回风巷道情况1、进风井三个：主平铜,标高+978m、断面IOm2,长度750米；平胴配风巷，标高+978m、断面17.4皿，长度IIOo米；中社斜井，标高+1023.88m、断面8.6皿、坡度12度、长度210m。主斜井，标高+973m、断面19®、坡度12度、长度1350mo2、回风井两个：杨坡回风立井，标高+1166m,断面28.26m2,深度242m,上水平为160m；金山沟立井，井口标高+1159m,断面6.8皿，深度200m；二、现阶段矿井矿井主要巷道风量及各采区采面、胴室布置情况：矿井总进风13186i3min,总回风13345mmi11;南区总入风量为2324i3min,总回风量2370m3min,目前有1个回撤面、1个铜室、1个其它配风地点；北区总入风量为10862mmin,总回风量10975m3min,目前有2个胴室,1个其它配风地点；五采区总入风量为6042113min,总回风量6094mmin,目前有1回采、1回撤、1准备、2掘进、5个洞室、3个其它配风地点；六采区总入风量为2109m3min、总回风量2141m3min,目前有1个准备面、2个掘进面，1个铜室，1个其它配风地点；下组煤总入风量为2194吨/Inin,总回风量2237m3min,目前有1个开辟面、2个洞室;三、主扇情况：1、目前，北区杨坡立井安装有两台抽出式轴流通风机，主、备扇型号均为BDK54-8Nq28,机电功率为2X7IOK肌风叶角度一级40度、二级35度，现运行1#主扇排风量11201mmin0负压2650Pa,通风等积孔为4.32皿。通风难易程度为：容易。2、南区金山沟立井安装有两台抽出式轴流通风机，主、备扇型号均为FBCDZ-6-N019,机电功率2X160KW,一级风叶角度32度、二级风叶角度25度，现运行2#主扇排风量2489nmin,负压450Pa,通风等积孔2.33皿。通风难易程度为：中等。四、2022年矿井生产及系统状况：根据生产衔接，2022年底，我矿南区回撤完毕，生产计划全部转入北区，同时五米区507回撤完毕。五、矿井的瓦斯情况2022年瓦斯鉴定结果为低瓦斯矿井，瓦斯绝对涌出量为7.69msmin,相对涌出量为1.03m3min;二氧化碳绝对涌出量为4.53m3min,相对涌出量为O.6lm3mino第二节矿井风量计算一、上组煤回采工作面、回采备用面及掘进面配风标准：大采高回采工作面风量计算：工作面长度230m,平均采高4.25%工作面最高气温22,最大控顶距为5.375m,最小控顶距为4.575m,瓦斯绝对涌出量L23min,二氧化碳绝对涌出量O.41m3mino按工作面气象条件选择适宜的风速计算：Q=QKKK,m3/min果基本采高果商长温Q=60×5.375×4.25×0.7×l.0=959."/min基本