石三井生产能力教程文件.docx

石三井生产能力教程文件.docx

《石三井生产能力教程文件.docx》由会员分享，可在线阅读，更多相关《石三井生产能力教程文件.docx（15页珍藏版）》请在冰豆网上搜索。

石三井生产能力教程文件

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1.35m/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=0.8457kg/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U-0.75m3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5m

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'mB=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'n

7、水仓有效容积及水仓个数

该水平水仓为矿井主要水仓，设水仓1个。

Vc=8Qn

=8×2

=16（m3）

式中：

Vc——水仓有效容积（m3）

Qn——正常涌水量（m3/h）

矿井水仓实际容量140m3＞Vc，满足要求。

8、正常涌水量时，工作水泵每天工作小时

Tn=24Qn/ZnB'n

=（24×2）/（1×39.81）

=1.21（h）<20（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。