矿井生产能力核定说明.docx

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矿井生产能力核定说明

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

主井提升为二级斜井箕斗提升。

即由井下主暗斜井箕斗提至+15水平51煤仓，经+15大巷3吨底卸式矿车组运至+15井底煤仓，最后由箕斗斜井箕斗提至地面。

（二）主要技术参数

1、箕斗斜井

提升斜长500m，井筒坡度29°,绞车型号XKT2*2.5*1.2-11.5，滚筒直径2.5m，电机功率400kW，钢丝绳最大速度6.8m/s，双码提升，箕斗型号HQJX-6。

2、主暗斜井

提升斜长602m，井筒坡度28.5°,绞车型号2JK-2.5/11.5，滚筒直径2.5m，电机功率400kW,钢丝绳最大速度6.8m/s,双码提升，箕斗型号HQJX-6。

（3）提升设备检测时间和结论：

1、箕斗井绞车设备2006年3月7日，结论：

合格。

2、主暗斜井绞车设备2006年4月5日，结论：

合格。

二、计算过程及结果

箕斗斜井

（一）计划公式：

b·t·PM·k

A=3600-------------

104k1·k2·T

330×16×6×0.8

=3600×---------------------=68.5（万t/a）

104×1.1×1.1×110

（二）计算依据参数说明:

A—主井提升能力,万t/a;

b—年工作日,330d;

t—日提升时间,16h;

PM—每次提升煤炭量,6t/次;

k—装满系数。

立井提升取1.0;当为斜井串车或箕斗提升时,倾角20°及以下取0.95,20°～25°取0.9,25°以上取0.8;

k1—提升不均匀系数。

井下有缓冲仓时取1.1,无缓冲仓取1.2;

k2—提升设备能力富余系数,取1.1～1.2;

T—提升一次循环时间,s/次。

箕斗井核定能力为66万t。

（二）主暗斜井：

b·t·PM·k

A=3600--------------

104k1·k2·T

330×16×5.5×0.8

=3600×-----------------------=55.3（万t/a）

104×1.1×1.1×125

主暗斜井核定能力为54万t。

式中:

A—主井提升能力,万t/a;

b—年工作日,330d;

t—日提升时间,16h或18h;

PM—每次提升煤炭量,t/次;

k—装满系数。

立井提升取1.0;当为斜井串车或箕斗提升时,倾角20°及以下取0.95,20°～25°取0.9,25°以上取0.8;

k1—提升不均匀系数。

井下有缓冲仓时取1.1,无缓冲仓取1.2;

k2—提升设备能力富余系数,取1.1～1.2;

T—提升一次循环时间,s/次。

（三）计算结果：

由上可知，主井提升系统能力最终核定结果60万t。

第三节副井提升系统能力核定

一、概况：

（一）副井提升方式和提升任务

副井提升为二级斜井串车提升。

提升容器为4辆1吨矿车。

即由副暗斜井提至+15水平，经+15大巷到井底，最后由原主斜井提至地面。

副暗斜井和原主斜井提升任务是下料和提矸石，下放人员由专门的斜井架空人车来完成，现副井不承担上、下人员任务。

（二）主要技术参数

原主斜井

提升斜长818m，井筒坡度0°---9°---28°,绞车型号GKT1*2.5*1.2-20，滚筒直径2.5m，电机功率380kW，钢丝绳最大速度4.8m/s，单滚筒4辆1吨矿车串车提升。

（三）提升设备检测时间和结论：

2005年9月7日，结论：

合格。

副暗斜井

提升斜长615m，井筒坡度28.5°,绞车型号JK-2/20，滚筒直径2m，电机功率240kW，钢丝绳最大速度3.7m/s，单滚筒4辆1吨矿车串车提升。

该井提升设备检测时间：

2005年11月11日，结论：

合格。

二、计算过程及结果

（一）原主斜井：

5×3600-TR-D×TQ

A=330×3×——————————————--—

104×（R/PG×TG+M/PC×TC）

5×3600-0-10×500

=330×3×—————---—————————-----—---------

104×（0.18/6.8×450+0.045/4×450）

=75.8（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），%；

PC—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；

Tg—每次提升材料循环时间，s/次；

D—下其他材料次数，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。

年核定能力为75万t。

（二）副暗斜井：

5×3600-TR-D·TQ

A=330×3×-------------------

RM

104（---TG+---TG）

PGPC

5×3600-0-10×410

=330×3×-------------------------------------

0.18　　　0.045

　104×（-----×400+--------×400）

6.8　　　　4

13000

=330×3×-----------=91.2（万t/a）

150882.4

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），%；

PC—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；

Tg—每次提升材料循环时间，s/次；

D—下其他材料次数，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。

年核定能力为90万t。

（三）计算结果：

由上可知，副井提升系统能力最终核定结果75万t。

第四节井下排水系统能力核定

一、概况

矿井主排水为二级排水。

即由-250水平排至+15水平，再由+15水平排至地面。

2005年实测全矿井正常涌水量450m3/h，最大涌水量494m3/h（地质报告书提供正常涌水量600m3/h，量大涌水量1200m3/h）。

-250水平2005年实测正常涌水量70m3/h，最大涌水量87m3/h（地质报告书提供正常涌水量83m3/h，量大涌水量110m3/h）。

现+15水平泵房装有MD450-60×5型水泵4台，D450-60×5型水泵4台，工作水泵3台,备用水泵3台。

工作水泵技术测定排水能力376m3/h，备用水泵技术测定排水能力333m3/h，有6条Φ250mm排水管路，水仓总容积5664m3。

-250水平泵房安装有200D-43×9型水泵3台，工作水泵1台,备用水泵1台，检修水泵1台。

工作水泵排水能力278m3/h，工作水泵加备用水泵总排水能力556m3/h，有2条Φ250mm排水管路，水仓总容积1600m3。

二、计算过程及结果

一水平（+15水平）

最大涌水时6台泵工作，20h排水量（376×3+333×3）×20=42540m3

正常涌水时，3台泵工作，20h排水量：

376×3×20＝22560（m3）；

正常涌水时，24h的涌水量：

600×24＝14400（m3）＜22560（m3）；

最大涌水时，24h的涌水量：

1200×24＝28800（m3）＜42540（m3）；

以上计算表明，6台水泵及6趟管路工作，20h能排出24h的正常和最大涌水量，符合《规程》要求。

由于矿井正常涌水量为600m3/h＜1000m3/h，水仓容量应符合　V≥8Qn要求。

8×Qn＝8×600＝4800（m3）

而水仓容量5664m3＞4800m3，满足《规程》要求。

（一）矿井正常涌水量排水能力：

20Bn

An=330—————

104Pn

20×3×376

=330×—————------=81.1（万t/a）取标准值81万吨

104×9.18

Qn×24×330600×24×330

[Pn=—————-----=------------------=9.18（m3/t）]

年产量517466

式中:

An-排正常涌水时的能力,万t/a;

Bn-工作水泵小时排水能力,m3/t;

Pn-上年度平均日产吨煤所需排出的正常涌水量,m3/t。

Qn×24×330600×24×330

Pn=—————-----=----------------=9.18（m3/t）

年产量517466

（二）矿井最大涌水量排水能力

20Bm20×（376×3+333×3）

Am=330—————=330×————-------------—

104Pm104Pm

42540

=330×—————----=76.41（万t/a）按标准取75万吨

104×18.37

Qm×24×3301200×24×330

[Pm=—————-----=------------------=18.37（m3/t）]

年产量517466

式中:

Am-排最大涌水能力,万t/a;

Bm-工作水泵加备用水泵的小时排水能力,m3/h;

Pm-上一年度平均日产吨煤所需排出的最大涌水量,m3/t。

Qm×24×3301200×24×330

Pm=—————-----=-----------------=18.37（m3/t）

年产量517466

+15水平年核定能力75万吨。

二水平（-250水平）:

正常涌水时，1台泵工作，20h排水量：

278×1×20＝5560（m3）；

正常涌水时，24h的涌水量：

83×24＝1992（m3）＜5560（m3）；

最大涌水时，24h的涌水量：

110×24＝2640（m3）＜5560（m3）；

以上计算表明，1台水泵及1趟管路工作，20h能排出24h的正常和最大涌水量，符合《规程》要求。

由于正常涌水量为83m3/h＜1000m3/h，水仓容量应符合　V≥8Qn要求。

8×Qn＝8×83＝664（m3）

而水仓实际容量1600m3＞664m3，满足《规程》要求。

（一）、矿井正常涌水量排水能力：

20Bn

An=330—————

104Pn

20×278

=330×—————-=160.9（万t/a）取标准值160万吨

104×1.14

Qn×24×33083×24×330

[Pn=—————-----=-----------------=1.14（m3/t）]

年产量517466

式中:

An-排正常涌水时的能力,万t/a;

Bn-工作水泵小时排水能力,278m3/h;

Pn-上年度平均日产吨煤所需排出的正常涌水量,m3/t。

Qn×24×33083×24×330

Pn=—————-----=---------------=1.14（m3/t）

年产量517466

（二）、矿井最大涌水量排水能力

20Bm

Am=330—————

104Pm

20×2×278

=330×———---——--=215.9（万t/a）

104×1.7

Qm×24×330110×24×330

[Pm=—————------=----------------=1.7（m3/t）]

年产量517466

式中:

Am-排最大涌水能力,万t/a;

Bm-工作水泵加备用水泵的小时排水能力,m3/h;

Pm-上一年度平均日产吨煤所需排出的最大涌水量,m3/t。

Qm×24×330110×24×330

Pm=—————-----=-----------------=1.7（m3/t）

年产量517466

-250水平年核定能力160万t。

由以上可知排水系统能力最终核定结果75万t。

第五节供电系统能力核定

（二）下井电缆校验

下井电缆安全载流量及电压降校核

我矿下井电缆共四趟，分别由地面6kV变电所沿斜井供至井下中央变电所，井下四趟电缆分别为：

一路下井高压6kV电缆型号VV22-3*95-6kV，长度L=1190米，安全载流量274A；三路高压下井电缆型号MYJV22-3*150-6kV，长度L=1200米，载流量370A；二路高压下井电缆型号MYJV22-3*150-6kV，L=1200米，载流量370A；四路下井高压电缆型号为ZQD50-3*150-6kV，长度L=1134米，载流量370A，其中下井一、三路电缆由地面6kV变电所一路供电，二、四路下井电缆由地面变电所二路供电。

正常运行时，一路、二路下井电缆带负荷运行，三路、四路下井电缆带电备用。

一路总负荷1650kW,二路总负荷2150kW（一路、二路均为雨季期间最大负荷）。

1、安全载流量校核

井下一路计算负荷电流：

P11650

Ij1=------------=--------------=198A<270A合格

Ucosφ×6×0.8

其中式中：

P1—为一路最大负荷1650ｋW

U—线路电压6kV

cosφ—功率因数0.8。

井下二路计算负荷电流：

P22150

Ij2=-----------=----------=259A<370A合格

Ucosφ6×0.8

其中式中：

P2—为二路最大负荷2150kW

U—线路电压6kV

cosφ—功率因数0.8。

2、电缆压降校核

一路VV22-3*95-6kV电缆单位负荷矩的电压损失百分数。

当cosφ=0.8时为0.752%/MW·Km（查表5-5）

ΔU2%=（1.65×0.119×0.752%）%=1.48%<5%合格

式中1.65为一路最大负荷1650kW

0.119为一路电缆长度0.119km

二路电缆MYJV22-3*150-6kV电缆单位负荷矩的电压损失百分数。

当cosφ=0.8时为0.521%

则二路下井电缆ΔU2%=（2.15×0.12×0.521%）%=1.34%<5%合格

式中：

2.15为二路最大负荷2150kW

0.12为二路电缆长度0.12km

由上校验可知下井一、二路运行电缆安全载流量及电压降损失均符合要求，当运行回路电缆出现故障时，其余三、四备用回路能保证井下全部负荷用电。

第六节井下运输系统能力核定

一、概况：

我矿井下共布置25012及25071工作面，其中25012为炮放工作面，25071为顶层工作面。

25012工作面的煤炭经工作面刮板机，下顺槽STG800皮带机（V=2.54m/sB=800mm），再经STG-100三台皮带机运至-250大巷煤仓，25071工作面的煤炭经工作面刮板机，下顺槽STG800皮带机（V=2.54m/sB=800mm），再转经三台STG1000皮带运至-250大巷煤仓。

两个采区的煤炭经主暗井箕斗运至+15大巷煤仓，经+15大巷7吨架线式电机车牵引15辆3吨底卸式矿车运至箕斗井煤仓（正常2列行驶，每列间隔时间为8.5min）。

箕斗井煤仓的煤炭再经箕斗绞车运至煤楼。

+15大巷两煤仓的距离约1000m，大巷7吨电机车的主要技术参数：

型号ZK-7电压250V，轨距600，粘着重量：

7t，牵引力：

13kN，速度11km/h，调速方式斩波。

二、计算过程及结果

（一）顺槽运输能力

顺槽为带式输送机运输,年能力计算按主井提升带式输送机公式计算：

k×B2×v×γ×C×t

A=330—————----——————

104k1

400×0.82×2.54×0.9×0.8×16

=330×———————----—————————-----

104×1.2

=187（万t/a）

式中:

A-年运输量,万t/a;

k-输送机负载断面系数,取400;

B-输送机带宽,0.8m;

v-输送机带速,m/s;

C-输送机倾角系数,取0.8;

k1-不均衡系数，取1.2；

γ-松散煤堆容积重,取0.9t/m3；

t-日提升时间,16h。

顺槽运输能力核定185万t；

（二）大巷运输能力

N·G

A=60×16×330—————————

104K1（1+R）·T

15×3

=60×16×330×————————————————-----

104×1.15×（1+0.27）×8.5

=114.8（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、人员等占原煤运量的比重（%）

2005年运矸石96000t，材料、设备23256t，人员19404t，则R＝（96000+23256+19404）/517466*100％＝27％

K1-不均衡系数，取1.15；

T-大巷中相邻两列车的间隔时间，min/列。

按下式计算:

T=（2L/V+t1+t2）/n=（2*1150/183+3.5+1）/2=8.5min

运煤总长度:

L=1150m

电机车车速:

V=11km/h=183m/min

t1-装车调车时间3.5min

t2-卸车调车时间1min

大巷运输能力核定110万t。

根据以上环节计算，运输系统能力最终核定能力110万t。