1、漣源市安平鎮留石三煤礦生產能力核定報唱第一章礦井概況一、煤礦基本情況漣源市安平鎮留石三煤礦位于漣源市安平鎮留石村境內, 礦 區有簡易公路與鄉鎮公路相連，距漣源市城區13km，交通較為方 便。留石三煤礦由村民聯辦，屬私營股份制企業， 1997年投資 基建，1998年建成投產；設計生產能力 2萬t/a , 2004年實際 產煤2萬噸；現有職工38人，其中原煤生產人員 35人。礦井 已取得采礦許可證、生產許可證和安全生產許可證。留石三煤礦批準開采井田面積 0.069Km 2,上述范圍內已無 保有地質儲量，礦井進行深部延深，在 +125m 附近開采。二、地質概況1、地層、構造及水文地質留石三煤礦位于漣

2、邵煤田渣渡礦區漿江井田內,地層走向大致為NW ,傾角平均26 °。礦井地質構造屬復雜型。2、煤層頂、底板留石三礦開采渣渡礦區漿江井田測水組煤層。共含煤 7層， 由上而下為上、2、3、5、6、7煤層。上、2、4、6、7煤層僅 具層位不可采，3煤層穩定性較差，厚度變化大為局部可采； 5 煤層為可采煤層，煤層較穩定，平均厚度1.43m。為中灰、低硫、 低磷、高發熱量無煙煤，為優質動力用煤和民用煤。3、瓦斯據留石三煤礦瓦斯等級鑒定，留石三煤礦屬煤與瓦斯突出礦 井。相對瓦斯涌出量為43.72m 3/t ;絕對瓦斯涌出量 1.68m 3/min 。4、煤塵爆炸性及煤層自燃傾向性2004年經對留石

3、三煤礦 3、5煤層的煤塵爆炸危險性和煤 層自燃傾向性進行了鑒定，鑒定結果為： 3、5煤層無煤塵爆炸 危險性，煤層無自燃發火危險性。三、礦井開采現狀1、開拓方式礦井采用斜井開拓方式，主斜井井口標高+239.13m ,落底 標高+138.00 ,傾角28°。風井井口標高+ 265.2 m。2004年原 煤產量2萬噸，生產水平+58m水平。生產能力核定期間，礦井 共有1個壁式回采工作面，2個煤巷掘進工作面和一個巖巷掘進工作面。2、采煤方法留石三煤礦采用短壁式采煤法，采用1.2kw電煤鉆打眼，爆破落煤，回采實行三班作業。3、礦井通風礦井采用中央并列式通風方式，機械抽出式通風。實測礦井總進風量

4、為 336.3m 3/min ,風井總回風量 357m 3/min。4、提升運輸礦井現開采+58+138m 水平,采用主斜井、暗主井單鉤串 車提升。+58+138m 水平運輸大巷采用人力推車運輸，運輸距離 較短，每小班安排68人推車。礦井運輸軌道軌型為12kg/m , 軌距為600mm。5、礦井供電礦井采用單回路配備用柴油發電機組（150kw）供電，主供電源接自漣源市安平鎮 35/10kv變電站，礦井自備S7-50/10/0.4 型、S7-80/10/0.4 型、S7-180/10/0.4 型變壓器各 1 臺，380v 低壓下井。6、礦井排水礦井+58m水平以上實測正常涌水量為2m 3/h ,

5、最大涌水量為8m3/h0+58m 水平和+138m 水平各建有容量 140m 3的水倉1個采用二級排水，+58m水平和+138m 水平分別建有水泵房, 礦井水排至地面排放。7、地面生產系統原煤人工推車翻卸至地面煤坪，采用人工檢選及破碎篩選，肝石直接人力推車肝石堆積場卸肝。礦井地面為公路運輸，由汽車運至各用戶銷售。第二章礦井生產能力核定計算一、礦井主井提升能力核定礦井主斜井采用單鉤串車提升，負責全井煤、肝石提升，材 料下放。井筒斜長 215.4m、傾角280、井口標高+239.13m ; 絞車房安裝一臺 JT0.8 X0.6型單筒提升絞車，配套電機型號為 YR200L-6、功率 22kw。暗主斜

6、井采用單鉤串車提升，負責全井煤、肝石提升，材料 下放。井筒斜長170.4m、傾角28°、井口標高+138m ;絞車房 安裝一臺JT0.8 X0.6型單筒提升絞車，配套電機型號為 YB200L 2-6、功率 22kw。提升鋼絲繩選用 6X19S+FC-1550-15.5-特光右交；礦車 采用V-0.75型側翻式，自重454kg ;礦井采用年工作日350天, 每天凈提升時間為16小時工作制；提升速度圖按 3階段考慮。提升能力（按提升距離最遠的計算）核定如下：1、提升一次循環時間：(1)提升斜長L=l+L b+ L d=215.4+14+5=234.4(m)式中：L提升斜長(m)l 井筒斜

7、長(m)Lb從井口至尾車終端的距離，實測為14mLd 從邊坡點至鉤頭點的距離，實測為 5m一次提升循環時間Tx=2 l / /vm+ 2v m /a+30 =2(228/1,35)+2 X1.35/0.3+30=415.78(s/ 次)式中：Tx一次提升循環時間(s)l 勻速段斜長(m) , r = L- V m2/a =228Vm 勻速段繩速度(m/s),實測為1.35 m/sa加、減速度(m/s2),取=0.3m/s22、每提升一次煤量(1)斜井提升串車數的確定 根據一次提升量確定串車數n >a'/G=(c af An Tx)/(3600 brt G)=(c af An Tx

8、)/(3600 brt V丫 中=(1.25 X1.15 X20000 X415.78)/3600 X350 X16X（0.75 X1.05 X0.82）=0.92（輛）式中：a'一次提升量（設計值）（t/次）G 礦車載重（t） , G= V'丫 =0.646tV礦車有效容積（m3）寸一一煤的松散容重，一般為0.91.15t/m 3,取1.05t/m 3 裝載系數。傾角28°取0.82。c一一提升不均勻系數。礦井只有一套提升設備，取c=1.25 oaf一一提升能力富裕系數，取 1.2An 一 設計年產量（噸/年）Tx 一一次提升循環時間（S/次）br一一年工作天數，取

9、 350天t 一一日提升小時數，取 16h根據煤礦安全規程第 400條規定，按鋼絲繩安全系 數確定串提礦車數。nW（Qq/m）-PL c（sin 什w'cos B）/（G+G O）（sin B+wcos （3）=13850/6.5-0.8457 X275（sin28 0+0.2cos28 0）/（646+454）（sin280+0.015cos28 0）=3.7 （輛）式中：Qq鋼絲繩破斷拉力總和（kg）,查表知Qq=13850 kgm=6.5p鋼絲繩單位重量(kg/m), 查表知 p=0.8457kg/mw車組阻力系數，即提升容器在軌道上運動的阻 力系數，按滾動軸承選取 w=0.01

10、5w'鋼絲繩運動時與地滾或部分與底板間的摩擦 系數，一般為 w'=0.150.2,取0.2G礦車載重(kg),同前述，G=v r Go礦車自重(kg)井筒傾角Lc鋼絲繩的懸垂長度，平車場時，Lc=l+l'l 井筒斜長(m)l'井口變坡點至鋼絲繩與天輪接觸點長度，一般為2050m 根據礦井現使用的絞車，按絞車強度條件確定串提礦車 數。n wFjm-PLc(sin B+W'cos B)/(G+G o)(sin B+Wcos (3) =1500-0.8457 X275 (sin28 0+0.2cos28 0)/ (646+454)(sin280+0.015co

11、s28 0)=2.54 (輛)式中：Fjm 絞車最大靜張力(kg),查表知Fjm=1500kg其它符號代表意義同前述。 根據礦車連接連接裝置的容許最大靜拉力，確定串提礦 車數。n <F/(G+G o)(sin B+ncos (3) =3000/(646+454)(sin280+0.015cos28 0)=5.65 (輛)式中：F礦車最大靜拉力，0.75m 3礦車，取F=3000kg根據以上計算，選擇按絞車強度能力確定一次串提煤車2輛，比照肝石容重確定串提奸石車1輛。滾筒寬度及鋼絲繩纏繞層數校驗：礦井使用JT0.8X0.6型絞車，查絞車技術參數得：鋼絲繩直 徑為15.5mm ,同礦井選用的

12、鋼絲繩直徑(15.5mm );容繩 量為420m，大于礦井提升斜長234.4m與摩擦試驗圈長度之和； 電機功率22KW ,同礦井所選電機功率 22KW。故絞車滾筒寬度、 容繩量、電機功率等均符合要求，計算從略。一次提升煤量Q=nG=n(v r =2 x(0.75 X1.05 X0.82)=1.292(t/ 次)式中：Q 一次提升煤量(t/次)n 一次串提礦車數(輛)G礦車載重(t) , G= v 丫 3、核定提升能力(提升煤量)p=(Q 3600 X16 X350)/(T K1 104)=（1.292 X3600 X16 X350）/（415.78 X1.25 X104）=5.01（萬 t/a

13、）式中：p每年提升煤量（萬t/a）Q 每次提升煤量（t/次）T每提升一次循環時間（s/次）K1 提升不均勻系數，礦井只有一套提升設備，取Ki=1.254、礦井提升能力核定分析（1）礦井主井提升絞車裝備及鋼絲繩選型，符合設計要求， 也滿足煤礦安全規程要求。 礦井正常提升，一次串煤車2輛或肝石車1輛，嚴禁超載提 升。本次礦井主井提升能力核定，不考慮提升設施的新舊程 度及提升系統技術測定工作。 核定礦井暗主井提升能力為5.01萬t/a。二、礦井運輸能力核定礦井+58m 水平和+138水平運輸大巷運輸軌道軌型為 12kg/m ,軌距為600mm 。 +58m 水平和+138 水平運輸大巷 采用人力推車

14、運輸，運輸距離+58m 水平130m, +138 水平220m ;礦井運輸軌道坡度3%0o運輸能力核定（按距離最遠的校核）如下:G=v ' 丫 =0.75 X1.05 X0.82=0.646(t)式中：V礦車有效容積(m3)r'煤的松散容重，一般為0.91.15t/m 3,取1.05t/m 3 裝載系數。傾角 28°取0.822、+138m 水平運輸大巷人力推車相鄰兩車的間隔時間：T=(2L/v+t 1+t 2)/N=(2 X220)/60+2+2/3=3.78(min)式中：T大巷中相鄰兩車的間隔時間(min/車)L大巷運輸距離(m),實測為130mv人力推車運行速

15、度(m/min)，實測為60m/mint1裝車調車時間，含中途停車時間(min),取2mint2卸載調車時間(min),取2minN 運煤車的個數(列),3人推車3、+138m 大巷運輸及井底車場的年通過能力：P=(M GX60 X16X350)/(K (1+R)T X104)=(1 X0.646 X60 X16 X350) /1.15 x(1+0.15) X3.78 x10 4=4.315（萬 t/a）式中：M 每列車礦車數（輛/列）G 每輛車白凈載煤重（噸/輛）K運輸不均勻系數，取1.15R肝石運出量占煤產量的百分率，取0.15T大巷中相鄰兩車的間隔時間 （min/車）P大巷運輸及井底車場

16、的年通過能力（萬t/a）礦井井下運輸能力核定分析礦井井下運輸大巷采用窄軌運輸，軌距為 600mm ,使 用U-0.75m 3側翻式礦車，人力推車，1次只準推1輛礦車。井底車場長度，巷道斷面及高度符合要求。主要運輸軌道的鋪設質量基本符合煤礦安全規程第 353條規定的要求。 礦井主要運輸巷道軌道坡度不大于3%0o 礦井井下運輸能力核定為 4.315萬t/a。三、礦井排水能力核定礦井+58m水平以上實測正常涌水量為 2m 3/h ,最大涌水 量為8m3/h。+58m 水平和+138 水平分別建有容量為 140m 3 的水倉各1個。采用二級排水。+58m 水平和+138水平各安裝2臺D80-30 X2

17、型礦用多級水泵，配套電機功率30kw，排水揚程150m，額定 排量43m 3/h;每級各安裝1趟89X4.5mm的排水管路；排 水高度+58 138 為 80m , +138 239.13 為 101.13m ;礦井水排至地面排放。礦井排水能力（按最不利的+138239.13 ）核定如下：1、正常涌水量時工作水泵必須的排水能力Qb=1.2Q n=1.2 X2=2.4（m 3/h）式中：Qb正常涌水量時水泵必須的排水能力（m 3/h）Q n正常涌水量（m 3/h）2、最大涌水量時工作和備用水泵必須的排水能力Q'm=1.2Q m=1.2 X8=9.6m 3/h）式中：Q'm最大涌水

18、量時水泵必須的排水能力（m 3/h）Q m最大涌水量（m 3/h）3、水泵必須的揚程Hg=K（Hp +H s）=1.26（102+5）=134.82（m）式中：Hg估算的水泵總揚程（m）K管路損失系數。斜井：a =28 °時，取K=1.26Hp 水泵排水揚程（m） , Hp=排水高度+出口損失 =101+1=102mHs水泵吸水揚程（m）,取5 m根據以上計算，查礦井現安裝的水泵性能表得：1）工作水泵排水能力：Qe=39.81(m 3/h)>Q b= 2.4(m 3/h)2)工作水泵加備用水泵排水能力Qe=39.81(m 3/h)> Q' m b= 9.6(m 3

19、/h)3)水泵排水揚程He=150(m)>H g=134.82(m)4)水泵電機功率校驗水泵額定排量、揚程均大于所需值，可保證水泵穩定工作，無須校驗配套電機容量。4、水泵臺數礦井安裝水泵4臺，其中工作2臺，備用、檢修2臺。5、排水管趟數礦井鋪設1趟排水管路，工作、備用管路共 1趟。6、排水管能力B'n=900 兀 Vpdp=900 X3.14 X2.2 X0.082=39.81(m 3/h)式中：B'n排水管白排水能力(m3/h)Vp排水管經濟流速，一般為 1.52.2m/s ,取2.2m/sdp排水管內徑(m)當B'n>Q e時，取Qe值計算排水系統的排水

20、能力。當B'n<Qe時，取B'n值計算排水系統的排水能力。7、水倉有效容積及水倉個數該水平水倉為礦井主要水倉，設水倉Vc=8Q n=8 X2=16(m 3)式中：Vc水倉有效容積(m3)Q n正常涌水量(m 3/h)礦井水倉實際容量140 m 3>Vc,滿足要求。8、正常涌水量時，工作水泵每天工作小時Tn=24Q n/ZnB'n=(24 X2)/(1 X39.81)=1.21 (h) < 20(h)式中：Tn 正常涌水量時，工彳水泵每天工作小時(h)Q n正常涌水量(m 3/h)Zn 礦井正常涌水量時工作水泵的臺數B'n 工作泵排水能力(m 3

21、/h)9、最大涌水量時，工作泵與備用泵每天工作小時Tm =24Q m/ZmB'm=(24 X8)/(1 X39.81)= 4.82(h)<20(h)式中：Tm 最大涌水量時，工作泵與備用泵每天工作時間(h)Q m礦井最大涌水量(m 3/h)Zm最大涌水量時，工作泵與備用泵的總臺數，根 據礦井的最大涌水量，只需開一臺即可。B'm 工作泵排水能力10、平均日產噸煤所需排正常涌水量An=24Q n/(N nXbr)=(24 X2)/(20000/350)=0.84(m 3/t)式中：An平均日產噸煤所需排正常涌水量(m 3/t)Q n礦井正常涌水量(m 3/h)Nn礦井年產量(

22、t),按04年實際產量20000 t取 br 年工作日(天)12、平均日產噸煤所需排最大涌水量Am=24Q m/(N nXbr)=(24 X8)/(20000/350)=3.36(m 3/t)式中：Am 平均日產噸煤所排最大涌水量(m 3/t)Q m最大涌水量(m 3/h)Nn 礦井年產量br年工作限)13、排正常涌水能力Pn=(B nX20)/(A nXl04)X350 =(39.81 X20)/(0.84 X104)X350 =33.17(萬 t/a)式中：Pn 排正常涌水能力（萬t/a）Bn工作泵小時總排水能力（m 3/h）An平均日產噸煤所需排正常涌水量（m 3/t）14、排礦井最大涌

23、水能力Pm=（B m20）/（A mXl04）X350=（39.81 X20）/（3.36 X104） X350=8.29（萬 t/a）式中：Am 日出噸煤所需排出的最大涌水量（m3/t）Bm工作泵加備用泵的總排水能力（m 3/h）Pm排礦井最大涌水能力（萬t/a）礦井排水能力分析1、礦井采用2級排水，+58m和138m水平設中央泵房。2、礦井共安裝4臺水泵，其中2臺工作，2臺備用、檢修。3、礦井共安裝2趟管路（每個水平1趟），工作、備用共1 趟。4、礦井水泵與管路排水能力滿足要求。5、礦井+58m 和138m水平的水倉容積各為140m3。6、本次礦井排水能力核定，不考慮排水系統設施的新舊程度

24、、管路實際損失、水泵工作點及排水系統技術測定工作。7、礦井核定排水能力為 8.29萬t/a o四、礦井通風能力核定礦井采用中央并列式通風，通風方法為抽生式。配備臺YBK56- Nb10型軸流式風機（配套電機功率為 15kw）作為主要通風機，1臺運行，1臺備用。風井井口標高+265.2m , 井筒位于煤層頂板中，穿過煤層進入5煤層底板巖層中，坡度36°,平均斷面積2.9m 2左右。采掘頭安裝 YBT-5.5型局 部通風機送風，主井、風井內設有測風站，礦井總進風量為 336.3m 3/min ,風井總回風量 357m 3/min 。礦井通風能力核定見專題報告。礦井通風能力核定結果為 3.2萬t/a o五、采場能力核定1、該礦井采用長壁式工作面開采，工作面一般為45m60m。2、煤層生產能力為工作面開采高度乘以煤層容重。3、礦井回采工作面單產 3000噸，工作面平均長度 25m , 工作面年推進度 600m ,煤層生產能力1.82t/m 3,回采工作面 平均個數0.5個，回采產量1.36萬t/a o4、礦井上年度生產煤1.8萬t,掘進煤量按礦井產