神木县瑶渠煤矿生产能力核定

神木县瑶渠煤业有限责任公司生产能力核定神木县瑶渠煤业有限责任公司生产能力核定目录1第一章概述1第一节核定矿井概况2第二节核定工作的简要过程2第三节核定的依据4第四节核定主要系统环节及结果4第五节最终确定的煤矿核定生产能力6第二章矿井基本概况6第一节自然属性20第二节矿井建设情况20第三节煤矿生产现状20一、主要生产系统27二、通风系统28三、采煤方法及采掘工艺28四、历年开采资源储量变动情况29五、煤炭资源回收率及完成情况31六、后三年生产接续安排31序号31开采煤层31工作面编号31平均煤31层厚度31（m）31工作面31长度31（m）31回采31长度31（m）31资源31储量31（万t）31可采31储量31（万t）31已采31储量31（万t）31剩余31储量31（万t）31开采31时间311315-23112502312.131200314015312213121031118.23191.8312014.9-2015.73123112504312.1312003139553121831207312015.8-2017.83133112506311.9312003139003119431184312017.9-312019.632第三章矿井生产能力核定情况32第一节资源储量核查情况35第二节提升系统能力核定35一、主井提升系统能力核定35（一）概况36（二）计算过程及结果37二、副井提升系统能力核定37三、问题及建议38第三节井下排水系统能力核定38一、概况39二、计算过程和结果40三、问题及建议41第四节供电系统能力核定41一、概况42二、计算过程及结果45三、问题及建议46第五节井下运输系统能力核定46一、概况47二、计算过程及结果53三、问题及建议53第六节采掘工作面能力核定53一、概况53二、计算过程及结果55三、问题及建议55第七节通风系统能力核定55一、通风概况57二、计算过程及结果71三、问题及建议71第八节地面生产系统能力核定71一、概况72二、计算过程及结果73三、问题及建议74第九节煤矿瓦斯抽采达标生产能力核定75第十节灭尘及六大系统核查情况77第十一节安全程度、监测监控等核查情况80第四章煤矿生产能力核定结果80第一节各环节能力核定结果分析81第二节煤炭资源保障程度分析82第三节煤矿生产能力核定结果83第五章各生产系统（环节）主要问题与建议85煤矿生产能力核定表目录86井工煤矿生产能力核定人员及核定结果汇总表87煤矿基本情况表87Ⅰ类容易自燃88上一年主要技术经济指标表89煤矿前3年实际产量和后3年预安排产量表90上年底煤炭资源储量表91上年底可采储量表92主井提升能力核定表93主井提升带式输送机能力核定表94副井提升能力核定表95混合井提升能力核定表96排水能力核定表97供电能力核定表98井下运输能力核定表99无轨胶轮车主要运输能力核定表100无轨胶轮车辅助运输能力核定表101采掘工作面能力核定表102矿井通风能力核定表103采煤工作面通风参数表104掘进工作面通风参数表105矿井瓦斯抽采达标生产能力核定表106地面生产系统能力核定表107汽车运输能力核定表109选煤厂生产能力核定表附录：1.《煤矿生产能力核定委托书》2.煤矿向核定资质单位提供资料承诺书3.采矿许可证4.安全生产许可证5.营业执照6.矿长安全资格证7.陕国土资储备【2008】125号《陕西省神木县瑶渠煤业有限责任公司煤矿（整合区）勘探地质 报告 软件系统测试报告下载sgs报告如何下载关于路面塌陷情况报告535n,sgs报告怎么下载竣工报告下载 》评审备案证明；8.陕煤局发【2009】158号《陕西省煤炭工业局关于神木县瑶渠煤业有限责任公司煤矿煤炭资源整合开采设计的批复》；9.陕煤局发【2011】162号《陕西省煤炭生产安全监督管理局关于神木县瑶渠煤业有限责任公司煤炭资源整合开采设计的批复》；10.陕煤安局发【2010】2号《陕西煤矿安全监察局关于神木县瑶渠煤业有限责任公司煤矿资源整合实施 方案 气瓶 现场处置方案 .pdf气瓶 现场处置方案 .doc见习基地管理方案.doc关于群访事件的化解方案建筑工地扬尘治理专项方案下载 安全设施设计的批复》；11.陕煤安局发【2011】196号《陕西煤矿安全监察局关于神木县瑶渠煤业有限责任公司煤炭资源整合安全设施变更设计的批复》；12.陕煤局复【2014】34号《陕西省煤炭生产安全监督管理局关于神木县瑶渠煤业有限责任公司煤炭资源整合开采设计（变更）的批复》；13.陕煤安局发【2014】29号《陕西煤矿安全监察局关于神木县瑶渠煤业有限责任公司资源整合项目安全设施及条件竣工验收的批复》；14.陕煤局发【2014】124号《陕西省煤炭生产安全监督管理局关于神木县瑶渠煤业有限责任公司资源整合项目（60万吨/年）竣工验收结果的通知》；15.陕西煤矿安全装备检测中心《煤矿在用带式输送机安全生产检测报告》，2013年6月8日；16.陕西煤矿安全装备检测中心《主通风机系统性能测试报告》，2013年6月8日；17.陕西煤矿安全装备检测中心《矿井通风阻力测定报告》2013年6月9日（摘录）；18.陕西煤矿安全装备检测中心《煤矿在用主排水系统安全生产检测报告》，2014年8月27日；19.《神木县瑶渠煤业有限责任公司煤尘爆炸性、煤自燃倾向性检验报告》，2013年6月23日；；20.《陕西神木县瑶渠煤业有限责任公司瑶渠煤矿矿井水文地质类型划分报告》评审意见；21.《陕西省神木县瑶渠煤业有限责任公司煤矿资源整合项目安全验收评价报告》安全评价结论；22.矿山资源储量报表；23.陕煤局发【2012】270号《陕西省煤炭生产安全监督管理局关于2012-2013年度矿井瓦斯等级鉴定结果的通知》；24.陕煤局发【2015】14号《陕西省煤炭生产安全监督管理局关于2014-2015年度矿井瓦斯等级鉴定结果的通知》。附图：1.井上下对照图2.采掘工程平面图3.矿井通风系统图4.矿井运输系统图第一章概述第一节核定矿井概况一、矿权设置神木县瑶渠煤业有限责任公司（以下简称瑶渠煤矿）地处榆神矿区二期规划区的的南缘，行政区划隶属神木县解家堡乡。依陕政函【2007】167号文批复，该矿是由神木县瑶镇乡瑶渠煤矿和神木县瑶镇乡讨老乌素煤矿两家煤矿整合组成（均属移地置换），属神木县Z70整合区。该矿井田面积20.3555km2，批准开采5-2、5-2下煤层，属瓦斯矿井，易自燃煤层，煤尘具有爆炸危险性。二、开拓及开采井田内可采煤层2层，5-2煤层平均厚度2.32m，下距5-2下煤层3～4m，5-2下煤层平均厚度0.75m。瑶渠煤矿工业场地位于井田中北部的新舍科沟南沿附近，采用三条斜井单水平两个盘区开拓全井田5-2、5-2下煤层，主水平设在5-2煤层，水平标高+1098.00m；矿井沿井田中央划分为东、西两个盘区，在5-2煤层布置三条主大巷；矿井采用综采采煤工艺，全部垮落法管理顶板，首采5-2煤层装备1个综采工作面、2个掘进工作面保证正常生产；主斜井采用胶带输送机提升原煤，副斜井采用防爆无轨胶轮车承担人员、设备运输任务，回风斜井担负全矿井回风任务兼安全出口。三、竣工验收及批复矿井按该矿开采（变更）设计进行土建、矿建及安装施工，2013年11月，完成了全部工程建设，2013年12月19-21日，陕西煤矿安全监察局组织有关部门进行了竣工验收，具备安全生产条件，并以《陕西煤矿安全监察局关于神木县瑶渠煤业有限责任公司资源整合项目安全设施及条件竣工验收的批复》（陕煤安局发【2014】29号）。2014年11月，陕西省煤炭生产安全监督管理局组织有关部门进行了综合验收，矿井各项主要生产系统和设备运转正常，通过了竣工验收，并以《陕西省煤炭生产安全监督管理局关于神木县瑶渠煤业有限责任公司资源整合项目（60万吨/年）竣工验收结果的通知》（陕煤局发【2014】124号），同意该矿60万t/a组织安全生产。第二节核定工作的简要过程瑶渠煤矿目前正常安全生产、运营，由于该矿资源储量丰富、煤质好、开采条件好，井下机械化装备程度高，采用综采采煤增产潜力大，具备扩大生产能力条件，根据“《国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全检察局、国家发展改革委、国家能源局关于印发煤矿生产能力 管理办法 关于高温津贴发放的管理办法稽核管理办法下载并购贷款管理办法下载商业信用卡管理办法下载处方管理办法word下载 和核定标准的通知》（安监总煤行【2014】61号）”的要求，我公司受矿方委托，于2015年8月组织有关的专业技术人员深入现场及下井调查，搜集有关图纸资料及基础数据，并严格按照《煤矿生产能力管理办法》及《煤矿生产能力管理办法和核定标准》及有关规程、规范，对瑶渠煤矿资源储量、服务年限、矿井提升系统、井下排水系统、供电系统、井下运输系统、采掘工作面、通风系统、地面生产系统等主要系统进行了生产能力核定。第三节核定的依据一、核定的法律法规依据1.《中华人民共和国煤炭法》；2.《中华人民共和国矿产资源法》；3.《中华人民共和国安全生产法》；4.《中华人民共和国矿山安全法》；5.国务院令第446号《关于预防煤矿生产安全事故的特别规定》；6.国务院《关于促进煤炭工业发展的若干意见》（国发〔2005〕18号文）；7.国家发改委关于印发《煤矿生产能力核定的若干规定的通知》（发改运行〔2004〕2544号文）；8.国家发改委关于发布《核定矿井（露天）选煤厂生产能力实施意见》；9.《陕西省煤炭生产安全监督管理局关于开展煤矿生产能力核定工作的通知》（陕煤局发〔2012〕57号）；10.《国务院办公厅关于进一步加强煤矿安全生产工作的意见》（国办发【2013】99号）；11.《国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全检察局、国家发展改革委、国家能源局关于印发煤矿生产能力管理办法和核定标准的通知》（安监总煤行【2014】61号）。12.其他适用于生产能力核定的法律、法规及有关规定。二、核定的规范依据1.《煤矿安全规程》；2.《煤炭工业矿井设计规范》（GB50215-2005）；3.《煤矿生产能力管理办法和核定标准》（2014年版）。4.采用或参考了在煤炭生产建设的实践中经实测、统计、分析和总结，并已取得合法依据的有关技术参数；三、核定的技术标准依据1、原煤炭工业部制定的《煤炭工业技术政策》、《煤炭工业计划和统计常用指标计算办法》；2、煤炭工业在实践中经实测、统计、分析、整理、总结出的并已取得合法依据的有关技术参数；3、煤炭行业技术政策和行业标准。四、核定生产能力的原则1.以《煤矿生产能力管理办法和核定标准》为依据，按照原批复的设计能力为基础，对各主要生产环节进行实地测定、科学计算，综合平衡后确定；2.以煤矿最薄弱的生产系统能力作为矿井最终的核定生产能力；3.矿井核定能力为年度生产能力，年工作日按330天、每天工作时间为16小时，主井提升系统提升时间可按16小时/日计算；4.坚持依靠科技进步，实施科学管理，贯彻“安全第一，预防为主”方针，促进煤炭工业持续稳定、健康发展。5.坚持求真务实、实事求是的态度。选择准确、合理、可靠的参数，做到依据充足、来源可靠、结论正确。第四节核定主要系统环节及结果瑶渠煤矿属于资源整合矿井，根据神木县矿业地质测量管理站提供的该矿矿产资源储量报表，截止2015年7月31日，矿井可采储量2242.6万t，按本次核定的生产能力100万t/a考虑，矿井剩余服务年限17.3a。根据《煤矿生产能力管理办法和核定标准》及有关文件规定，分别对瑶渠煤矿的煤炭资源储量、提升系统、井下排水系统、供电系统、井下运输系统、采掘工作面、通风系统、地面生产系统等主要生产环节进行了生产能力核定工作，核定结果见表1-4-1。表1-3-1各主要生产系统环节核定结果表 生产系统 核定结果(万t/a) 生产系统 核定结果(万t/a) 提升系统 105 供电系统 208.5 井下运输系统 105 采掘工作面 117.3 通风系统 144.3 地面生产系统 316.8 排水系统 300 选煤厂 / 瓦斯抽采达标能力 / 第五节最终确定的煤矿核定生产能力《煤矿生产能力管理办法和核定标准》规定，以煤矿各生产系统（环节）中的最低能力为煤矿综合生产能力。瑶渠煤矿的副井提升系统以及井下辅助运输均采用防爆无轨胶轮车，核定其运输系统能力最低，为105万t/a，按就近下靠档次的原则，确定矿井核定生产能力为100万t/a。第二章矿井基本概况第一节自然属性一、矿井基本情况1.矿井名称：神木县瑶渠煤业有限责任公司2.矿长姓名：王建成3.经济类型：有限责任公司4.法人代表：刘文彦5.矿井相关证件：见表2-1-1 证件名称 证件颁发单位 证件颁发时间 证号 采矿许可证 陕西省国土资源厅 2011年4月9日～2016年4月9日 C6100002010041120061017 安全生产许可证 陕西煤矿安全监察局 2014年1月27日～2017年1月27日 （陕）MK安许证字［121126］ 营业执照 陕西省工商行政管理局 2014年4月21日（长期） 注册号61000010013437 矿长资格证 陕西省煤炭生产安全监督管理局 2014年9月21日 14061011100321二、地理位置与交通瑶渠煤矿位于神木县解家堡乡大柏堡村，距东北方向神木县城约15km，行政区划隶属神木县解家堡乡。西（安）包（头）铁路从煤矿北部的西沟通过，该矿向北至榆神公路6km，距西沟火车站7km，神木县南站17km，榆林市112km，延安市382km，西安市773km。矿井交通条件便利。煤矿交通位置见图2-1-2。三、地形地貌1．地形、地貌矿区地处陕北黄土高原北部，毛乌素沙漠南缘，矿区东部主要以黄土沟壑地貌为主，西部低洼处多有沙土沉积。在沟流两侧多有第三系红土和基岩出露。地形总体呈东高西低，区内最高点在M5号孔以东，海拔1270.2m，最低点在山峰则沟西侧处的小沟内,海拔1012m，一般高程为1200～1230m，相对最大高差为258m。图2-1-2煤矿交通位置图沙丘滩地，主要分布在南峁沟～菜地峁一线以西，长约3.5公里，宽约2.2公里。占矿区面积的50%。物质组成为第四系松散粉砂、细砂和沙质粘土，多呈半固定状态。地表形态以沙垄和沙丘为主，沙丘高一般2～3m不等，多生长有沙蒿、沙柳、柠条和杨树。黄土梁峁：主要分布在南峁沟～菜地峁一线以东分布，约占全区面积的50%，组成物主要是粉砂、粉质粘土、粉土，且以粘土为主，表面常有现代风积沙覆盖。由于水的冲蚀作用，梁峁坡面冲沟发育，沟谷直立，黄土见垂直节理。沟梁相间，地形支离破碎，水土流失严重。坡面平缓区为耕田，其余主要为林区和草地。沟谷地貌：主沟沿东西展布，沟谷两侧基岩断续出露，沟底开阔地带形成一级阶地和河床漫滩。河床漫滩主要分布于南部边缘的柳沟及北界外的瓦窑沟沟底，高于河床约1～2m左右，漫滩平缓，与河床以陡坎形式连接，由第四系全新统冲积层组成。一级阶地主要分布于毛峰则沟、山峰则沟、杏树梁、小墩沟及麻堰渠，常在侧沟口形成堆积阶地，宽约10～50m，长约100～300m，高出河床2～4m，由第四系全新统冲积层组成。河漫滩和一级阶地多经人工平整成梯田，为区内农作物主要种植区。2．河流与水体①河流矿区内无大的河流，除矿区南部边缘有柳沟，北界外有瓦窑沟河谷较宽外，其余皆为上述沟流的次级岔沟，较大的有毛峰则沟、山峰则沟、杏树梁、小墩沟及麻堰渠。发育在矿区东北部、东部及南部的黄土梁峁范围内，长度1～1.5Km。沟流:河谷宽10～15m，角度一般在1.6°,流量2.97L/s，流速0.40m/ｓ，最高洪水位线3m（1003～1128m）左右，为常年性溪流。溪水无色无嗅无味，清沏透亮，没有污染。水源主要为降雨和泉水补给。②泉水矿区内泉水较多，主要分布在沟壑地带，是沟流的主要水源。泉水水源主要是地表水渗入，泉水出露点多在基岩面，所发现的泉眼皆为下降泉。四、气象与地震1．气象本区为典型的中温带半干旱大陆性气候。气候特点为：冬季寒冷，春季多风，夏季炎热，秋季凉爽，四季冷热多变，昼夜温差悬殊，干旱少雨，蒸发量大，降雨多集中在七、八、九三个月。全年无霜期短，十月初上冻，次年四月解冻。据神木县气象局近年气象资料，主要气象参数如下：极端最高气温38.9℃（1996.6）极端最低气温-29.0℃（2003.1）多年平均气温8.6℃（1961-2003）多年平均降雨量434.1mm（1961-2003）日最大降水量141.1mm（1991.7.21）枯水年降水量108.6mm（1965）丰水年降雨量819.0mm（1967）多年平均蒸发量1712.0mm（1961-2003）多年平均相对湿度56%（1961-2003）多年平均风速13.4m/s（1961-2003）极端最大风速19.0m/s（1970.7）最大冻土深度146mm（1968）2．地震本区地壳活动相对微弱。据历史记载公元1448年在榆林发生过4.7级地震，烈度为6度。1621年5月在府谷孤山一带发生过6.7级地震，烈度为6度，此后再未发生过4级以上地震。1477年银川6.5级地震、1739年银川平罗8级地震、1920年海源8.5级和2008年5月12日汶川8级大地震曾波及到本区，受到轻微破坏。根据国家地震局《中国地震反应普特征周期区划图》的烈度划分，本区地震动峰值加速度PGA＜0.05g，地震烈度小于Ⅵ度。五、井田境界及储量（一）井田境界该井田由6个拐点坐标圈定，东西长3.4～6.5km，南北宽2.1～3.9km，井田面积20.3555km2，井田拐点坐标详见表2-1-3。表2-1-3井田范围拐点坐标表 点号 X坐标 Y坐标 1 4291952 37444159 2 4289910 37444800 3 4289374 37451228 4 4293252 37451805 5 4293252 37448373 6 4291952 37448339 开采深度：1130～1085m 坐标系：1980西安坐标系（二）资源储量根据陕西省国土资源厅陕国土资储备【2008】125号《陕西省神木县瑶渠煤业有限责任公司煤矿（整合区）勘探地质报告》评审备案证明，截止2008年4月30日，该矿5-2、5-2下煤层资源量为3844.9万t，其中原小窑开采5-2煤层的动用量22.7万t，保有资源储量3822.2万t（5-2煤层3304.9万t，5-2下煤层517.3万t），见表2-1-4。表2-1-4煤矿资源储量汇总表单位：万t 资源煤层 面积(万m2) 煤类 资源储量分类及编码 动用资源量 保有资源储量 合计 331 332 333 小计 5-2 1432.7 CY41 22.7 1612.8 114.0 1578.1 3304.9 3327.6 5-2下 461.3 BN31 228.6 288.7 517.3 517.3 合计 22.7 1612.8 342.6 1866.8 3822.2 3844.9注：(331)为探明的内蕴经济资源量；(332)为控制的内蕴经济资源量；(333)为推断的内蕴经济资源量。六、井田地质情况（一）地层据钻孔揭露和地质填图资料，矿区范围内地层从老到新依次为：三叠系上统永坪组（T3y）、侏罗系中统延安组（J2y）、第三系上新统保德组（N2b）、第四系中更新统离石组（Q2L）、第四系全新统风积砂（Q4eol）、冲积层（Q4al），从老至新分述如下：1.三叠系上统永坪组（T3y）永坪组岩性为一套灰绿色巨厚层状的中、细粒长石石英砂岩，含有云母和绿泥石，分选性及磨园度中等，发育大型板状交错层理、楔状交错层理，顶面起伏。露头处因风化而多呈浅灰绿色，向下逐渐过渡到灰绿色。在矿区东北角及东南角沿切割沟谷出露。2.侏罗系中统延安组（J2y）延安组（J2y）为煤矿区的含煤地层，与下伏永坪组（T3y）呈假整合接触，顶部遭剥蚀。根据钻孔揭露，区内保存延安组第一段（J2y1）和延安组第二段（J2y2）的一部分，含5-2和5-2下可采煤层。残存厚度0～74.36m。永坪组（T3y）零星出露。因矿区东高西低，东部遭剥蚀强烈，保存厚度从西到东依次减薄。①延安组第一段（J2y1）基本全区分布，平沙地、杏树梁、瓜地湾、新舍科附近的冲沟内出露。含5号煤组，段厚26.18～33.66m，平均约30m。假整合于永坪组（T3y）之上。岩性以粗、中粒长石石英砂岩为主，次为浅灰色到深灰色细粒砂岩、粉砂岩、砂质泥岩夹少量黑色泥岩。在矿区大部分地区底部为粗、中粒砂岩；中部以粉砂岩、细砂岩为主，含大部可采的5-2下煤层。上部以砂岩、砂质泥岩为主，顶部为5-2煤。②延安组第二段（J2y2）沿矿区西部马莲滩一带沟谷内出露，厚度9.81～64.85m，平均31.8m。该段上部多遭受剥蚀，其厚度为残存厚度。西部较厚，东部变薄，北部厚。本段地层以灰色粉砂岩、细砂岩和粉砂质泥岩为主，夹煤层、炭质泥岩和菱铁质泥岩透镜体。含4号煤组：4-2、4-3煤。岩性特征：下部以灰白色中、细粒长石石英砂岩为主，局部夹灰色粉砂岩及泥岩。中部和上部以灰色粉砂岩，粉砂质泥岩为主，并与灰白色中细砂岩组成互层，夹泥岩、炭质泥岩和菱铁质泥岩透镜体，粉砂岩中保存垂直层面的虫孔痕迹。3.第三系上新统保德组（N2b）分布于矿区东部平沙地一带。厚度多在6.30～61.83m，一般厚度约12m。岩性为一套浅棕红色粘土,含近水平状的钙质结核层，与下伏地层呈不整合接触。4.第四系中更新统离石组（Q2l）分布于矿区东部，南峁沟一带，地峁线以东，一般厚度15m。岩性为浅棕黄色亚砂土、亚粘土，夹数层分散状钙质结核，具有柱状节理。与下伏地层呈假整合或角度不整合接触。5.第四系全新统风积沙（Q4eol(e)）主要分布于矿区西部，南峁沟～菜地峁一线以西区域，在东部黄土梁峁区多有不连续的片状分布，多覆盖于其它地层之上，厚度0～16.25m。西部相对较厚，中东部多呈片状分布。为浅黄色细砂、粉砂，成份以石英、长石为主，有少量黑色矿物及岩屑，分选性和磨园度一般。6.第四系全新统冲积层（Q4al）主要分布于侵蚀沟沟底，一般厚度0～4m左右，多为砾石和粗砂，分选性和磨园度均差。（二）地质构造矿区大体是单斜层构造。NE-SW走向，倾向NW。倾角1°左右。显示为一个极其宽缓的箕状起伏。水平煤层状态。区内未发现褶曲，未发现断层，未发现火成岩入侵，构造极简单。邻近矿井生产也未发现有断裂现象。（三）含煤地层侏罗系中统延安组（J2y）是煤矿的唯一含煤地层，矿区仅保存第一段（J2y1）和第二段（J2y2）的部分。可采煤层2层，为5-2煤和5-2下煤，5-2煤是主要可采煤层。七、主要可采煤层情况（一）煤层根据储量核实报告，井田内共有可采煤层2层，即5-2煤和5-2下煤层，5-2煤为主要可采煤层。现将区内各煤层赋存情况分述如下：1.5-2煤层5-2煤层位于延安组第一段的上部，埋深在2.0m到108.38m，为本区的主要可采煤层。在矿区东南部有小范围的火烧区，局部地段由于风化剥蚀使煤层厚度变薄形成残留煤（M23、M1）。区内大部分段煤层分布比较连续，大部分可采。5-2煤层厚度0.20～2.89m，平均厚度2.32m，变异系数为0.43。煤层厚度变化总体自北而南自东而西变厚，以中厚偏薄为主。最小厚度在东部的M19号钻孔煤厚0.20m，最厚处分布于矿区中南部的M34号钻孔厚度2.89m。5-2煤层底板倾斜十分平缓，总体由西南向北东倾斜，底板标高变化在1092～1125m之间，东部四公里范围内高程变化仅有8m。5-2煤层结构简单，在底部含1～3层夹矸，矸石岩性为炭质泥岩、泥岩或粉沙岩。2.5-2下煤层5-2下煤层位于5-2煤层下2.35～7.33m，一般间距约3～4m，埋深44.50～111.46m，为局部可采煤层，可采区主要分布于矿区中北部，可采面积约占矿区总面积的15%；其余地区由于沉积因素影响煤层不可采。5-2下煤层在矿区内见煤点30个，可采点15个，不可采点15个，厚度0.20～1.18m，平均0.75m；属局部可采薄煤层，变异系数0.26。该煤层结构简单～较简单，一般不含夹矸。该煤层底板标高变化在1090～1115m，起伏变化微小，大致呈由东南向北变化倾伏。可采煤层特征见表2-1-5。表2-1-5可采煤层特征表 煤层编号 煤层利用厚度(m)EQ\F(最大-最小,平均(点数)) 层间距(m)EQ\F(最大-最小,平均(点数)) 夹矸层数 对比可靠程度 稳定程度 可采性评价 5-2 0.02-2.892.32(29) 1～2 可靠 稳定 大部可采 2.05-10.966.00 5-2下 0.20-1.181.0(31) 0 可靠 较稳定 局部可采 （二）煤质及工业用途1、物理性质区内各煤层为黑色，条痕为褐黑色；暗淡光泽为主，次为弱沥青光泽。参差状断口为主，部分阶梯状及贝壳状断口。煤层内生裂隙8条/5cm。5－2及5－2下煤层中部含菱铁质鲕粒或钙泥质结核。5－2煤层以线理～细条带状结构为主，5－2下煤层以线理状结构为主，水平层状构造。煤的视密度平均值1.28～1.31g/cm3，煤的硬度2.30，孔隙率11.2%。煤岩成分以暗煤、亮煤为主，夹镜煤条带或透镜体，局部地段镜煤厚度可达3cm，丝炭沿层面呈长条带状或透镜体分布，厚约1～3mm，并可见到破碎程度不等的炭化植物叶片和茎干薄片。5－2及5－2下煤层中部含有褐黑色菱铁质鲕粒或钙泥质似豆状结核，直径1～5mm，其密度3.7～4.0g/cm3，局部聚集成层，厚度一般5cm左右。宏观煤岩类型:5－2煤层以半暗煤为主，次为半亮煤，5－2下煤层以暗淡煤为主，次为半暗煤。2、化学性质煤层煤质特征见表2-1-6、2-1-7。表2-1-6原煤煤质指标一般分析统计表 煤层 Mad(%) Ad(%) Vdaf(%) St,d(%) Qgr,d(MJ/kg) 焦渣特征 ARD 5-2 5.58～7.766.67(26) 5.12～11.778.11(23) 36.93～40.4138.90(25) 0.25～0.480.33(26) 29.40～32.3130.60(23) 1(1)2(8)3(17) 1.28～1.341.31(8) 5-2下 5.52～8.586.94(16) 3.02～11.145.74(14) 34.74～38.8036.14(16) 0.32～0.550.39(16) 29.72～32.6631.61(16) 2(2)3(14) 1.26～1.331.28(4)表2-1-7浮煤煤质指标一般分析统计表 煤层 Mad(%) Ad(%) Vdaf(%) St,d(%) 焦渣特征 GR·I 5-2 2.14～6.063.70(24) 2.84～5.143.66(24) 36.58～39.6538.44(26) 0.11～0.350.24(26) 3(10)4(16) 0(26) 5-2下 2.04～4.833.50(14) 2.69～3.322.95(15) 34.87～38.0136.03(16) 0.25～0.390.29(16) 3(11)4(5) 0(16)3.煤类根据GB5751—86《中国煤炭分类国家标准》，5-2煤层为长焰煤41号（CY41）；5-2下煤层以不粘煤31号（BN31）为主，少量长焰煤41号（CY41）。4.煤的工业用途本井田5-2、5-2下煤层属低灰、低硫、低磷、中高发热量，可选性属易选煤。抗碎强度高，化学反应性强，热稳定性好。是良好的动力用煤，气化用煤，低温干馏用煤。八、水文地质地质条件（一）矿区含水岩组的水文地质特征1.新生界松散层孔隙潜水含水层①第四系全新统风积沙层含水层（Q4eol）仅在西部大面积连续覆盖，东部呈片沙状覆盖于黄土梁峁或局部基岩上，厚度大者16.35m以上，一般1～3m，以细、粉沙为主、疏松、孔隙度大、透水性好，利于降水入渗，多为透水不含水层，一般与下伏含水层组成统一含水层。②第四系全新统冲积层含水层（Q4al）分布于较大冲沟中，岩性以细至中粒沙为主，下部有基岩碎块，结构松散孔隙大，透水性好，但含水层厚度较薄，一般仅5～7m。因分布范围小，含水层厚度薄而不具供水意义。区内无区域主要含水层存在，所出露的含水层均为弱至极弱含水层，厚度也较小。受特定的地形地貌条件制约，形成区内补给条件差，储水能力弱、排泄条件好，有地下水形成时又较快以渗流形式泄去，故未发现松散层含水层的井、泉。③松散层中相对隔水层离石组黄土和保德组红土中的亚粘土、粘土分布稳定、厚度较大时（本区一般在6.30～61.83m），可形成松散层含水层与煤系地层间较好的相对隔水层。2.基岩裂隙潜水含水层①侏罗系中统延安组裂隙潜水含水层（J2y）⑴延安组上部风化岩段含水层：矿区仅出露延安组第一段及第二段部分地层，受长期风化作用，上部地层均变成黄褐色，砂岩呈疏松状，手捏即碎，厚度7.10～23.00m，一般多为10～14m，当上部为黄土或红土覆盖时，局部具有承压性质。而当上部黄土和红土隔水层缺失或变薄地段，上部风积沙层含水层往往与基岩风化岩段含水层组成统一含水层。据M12和M17号孔抽水资料，含水层厚8.18～10.85m，静水位埋深18.93～57.85m，当水位降深4.75和11.62m时，钻孔涌水量为0.102L/S和0.325L/S，单位涌水量为0.0215和0.0282L/S·m，渗透系数为0.00128～0.0157m/d，属弱含水层。据调查当地居民多挖井以此层水作为供水目的层。⑵延安组第二段砂岩裂隙潜水含水层：本区主采煤层5-2以上基岩地层厚度，剥蚀残留仅剩5.83～47.64m，一般多为20～35m左右。含水层为其中的细～粗粒长石砂岩、长石石英砂岩，砂岩厚9.62～19.57m，一般厚11.53m。据M17号孔抽水资料，含水层厚18.75m，静水位埋深79.25m，当降深10.73m时，涌水量为0.071L/S，单位涌水量为0.0066L/S，渗透系数0.00106m/d，而毗邻本区之大砭窑煤矿在补勘时施工Db7、Db5水文孔，含水层厚21.84～77.34m，静水位埋深39.60～52.12m，最大降深19.20～35.12m，涌水量0.281～0.454L/S，单位涌水量0.008～0.0236L/S·m，渗透系数0.0132～0.189m/d，此段含水层为5-2煤层的直接充水含水层，按单位涌水量评价，属于弱含水层。（二）火烧岩体水文地质特征本区在局部有煤层自燃而形成的烧变岩，但因煤层厚度不大，岩石仅受烘烤而变成砖红色，且多分布于当地侵蚀基准面以上，故其含水微弱，填图中也未见有自烧变岩中泉水出露。（三）地下水补给、径流及排泄条件第四系潜水，基岩潜水，主要接受大气降水补给，前者沿地形切割特点由高处向低处运移，排泄形式以渗流为主。后者并接受区域部分侧向径流补给，也接受部分潜水的垂向渗透补给，还接受地表水的少量补给，其径流方向沿岩层倾向方向向深部径流运移。受地形地貌特点的影响，西部风沙区接受降水补给后，大部下渗补给潜水，而在东部黄土梁峁区降水多以地表迳流排泄。所以东、西二部分地下水补、迳、排条件是有所不同的。（四）矿井水文地质类型本区属以基岩裂隙含水层充水为主的裂隙充水矿床，含水层与煤层直接接触，采掘时将直接进入坑道。虽然矿井生产可采煤层位于当地侵蚀基准面以下，但矿床主要含水层和强风化带含水层富水性弱，地下水补给条件差；根据实地勘查在南部小煤窑存在老空区积水；矿井采掘工程受水害影响小，部威胁矿井安全；总的看应属水文地质条件简单的矿床。据以上分析，矿井水文地质类型属中等。（五）矿井涌水量预计1、根据水文地质比拟法以及大井法计算以及矿井实测，矿井正常涌水量为18m3/h，最大涌水量25m3/h。九、其它开采技术条件1.可采煤层顶、底板情况本区5-2煤层顶底板岩性以细粒砂岩、粉砂岩为主，砂质泥岩及泥岩次之，有少量炭质泥岩。5-2煤层顶板类型以直接顶为主，分布面积占绝对优势，岩性主要为泥岩、砂质泥岩、薄层粉砂岩，常呈互层状，为典型的层状结构，厚度0～64.85、一般3～7m。基本顶岩性主要为细、中粒砂岩，分布面积较小，不足5%，厚度5.10～10.06m，5-2煤层底板主要由粉砂岩和泥岩组成，饱和抗压强度平均为23.4Mpa，煤层底板属Ⅲb类，较软类底板。5-2下煤层属局部可采的薄煤层，其可采区域大部分和5-2可采区域重叠，由于5-2和5-2下煤层间距绝大部分只有3～4m，最大的区域（M28）也只有7.33m，两煤层之间岩性多为粉砂岩和砂岩互层沉积，稳定性较差。2.瓦斯（1）根据陕煤局发【2012】270号《陕西省煤炭生产安全监督管理局关于2012-2013年度矿井瓦斯等级鉴定结果的通知》，2012年度矿井瓦斯和CO2均批准为“低”等级，属瓦斯矿井。详见表2-1-8。表2-1-82012年度瓦斯等级鉴定结果表 煤矿名称 矿井瓦斯 工作面最大瓦斯涌出量 矿井二氧化碳 瓦斯等级鉴定 绝对涌出量（m3/min） 相对涌出量（m3/t） 回采（m3/min） 掘进（m3/min） 绝对涌出量（m3/min） 相对涌出量（m3/t） 瑶渠煤业公司 0.60 0.09 0.09 低（2）根据陕煤局发【2015】14号《陕西省煤炭生产安全监督管理局根据陕煤局发【2015】14号《陕西省煤炭生产安全监督管理局关于2014-2015年度矿井瓦斯等级鉴定结果的通知》，2014年度矿井瓦斯和CO2均批准为“低”等级，属瓦斯矿井。详见表2-1-9。表2-1-92014年度瓦斯等级鉴定结果表 煤矿名称 矿井瓦斯 工作面最大瓦斯涌出量 矿井二氧化碳 瓦斯等级鉴定 绝对涌出量（m3/min） 相对涌出量（m3/t） 回采（m3/min） 掘进（m3/min） 绝对涌出量（m3/min） 相对涌出量（m3/t） 瑶渠煤业公司 1.17 0.81 0.24 2.22 低3.煤尘根据陕西煤矿安全装备检测中心2013年6月23日提交的《煤尘爆炸性、煤自燃倾向性检验报告》，根据取样，煤尘爆炸时焰长大于40cm，抑制煤尘爆炸最低岩粉量65%，属爆炸性煤尘。4.煤的自燃倾向根据陕西煤矿安全装备检测中心2013年6月23日提交的《煤尘爆炸性、煤自燃倾向性检验报告》，根据取样，煤的吸氧量（Vd）0.75cm3/g，属Ⅰ类容易自燃煤层。5.地温及冲击地压本井田地温梯度为2.16℃／100m，正常地温26℃以下，无高温地热危害；通过开采实践证明，无冲击地压异常现象。第二节矿井建设情况瑶渠煤矿属于资源整合矿井，2007年11月，陕西省人民政府以陕政函【2007】167号文同意实施煤炭资源异地整合；2011年9月，陕西省煤炭生产安全监督管理局和陕西煤矿安全监察局分别对该矿的开采设计和安全设施设计进行了审查并予以批复；陕西建设工程质量监督中心站以陕煤局发【2013】153号文对该矿的矿建、土建、安装工程进行了单项工程质量备案验收批复；2014年11月，陕西省煤炭生产安全监督管理局组织有关部门进行了综合验收，矿井各项主要生产系统和设备运转正常，通过了竣工验收，批准综采工作面投入生产，并以《陕西省煤炭生产安全监督管理局关于神木县瑶渠煤业有限责任公司资源整合项目（60万吨/年）竣工验收结果的通知》（陕煤局发【2014】124号），批准该矿生产能力为60万t/a，采用综采采煤，一次采全高。第三节煤矿生产现状一、主要生产系统1.开拓开采系统（1）开拓方式瑶渠煤矿采用三条斜井单水平两个盘区开拓全井田5-2、5-2下煤层，主水平设在5-2煤层，水平标高+1098.00m，沿5-2煤层布置三条集中大巷和西盘区三条大巷；主斜井采用胶带输送机提升原煤，副斜井采用防爆无轨胶轮车承担人员、设备运输任务，回风斜井担负全矿井回风任务兼安全出口。井筒特征见表2-3-1。（2）开采方法与回采工艺矿井开采5-2煤层采用综采采煤工艺，一次采全高，全部垮落法管理顶板，原首采11505工作面已经全部采完（2013年9月～2014年8月）。根据矿方开采接续安排，现采西盘区5-2煤层，西盘区三条大巷（皮带大巷、辅运大巷、回风大巷）已经掘进1260m，目前矿方正在开采大巷西翼12502工作面，工作面长度200m，顺槽长表2-3-1井筒特征表 井筒名称 单位 主斜井 副斜井 斜风井 井口坐标 纬距(X) m 4291778.266 4291813.372 4291848.372 经距(Y) m 37449792.843 37449792.844 37449625.412 井口标高(Z) m +1160.00 +1160.00 +1160.00 井筒（提升）方位角 度 90 90 90 井筒倾角 度 13 6 20 井底标高 m +1095.00 +1098.50 +1094.00 井筒全长 m 289 588 193 井筒宽度 净 mm 4500 5200 3800 掘进 mm 5200/4740 6000/5440 4500/4040 支护厚度 mm 350/120 400/120 350/120 断面 净断面积 m2 13.97 17.83 掘进断面 m2 19.19/16.66 24.59/21.13 14.48/12.29 井筒形状及支护材料 半圆拱砌碹/锚喷 半圆拱砌碹/锚喷 半圆拱砌碹/锚喷 井筒装备 输送胶带机 防爆胶轮车 台阶、扶手度约4120m，根据神木县地测站以及矿方提供资料，截止2015年7月底，已经回采2300m；另外矿方配备2个综掘工作面（顺槽掘进面和大巷掘进面），保证正常接续生产。2、提升系统（1）煤炭提升主斜井倾角13°，净宽4.5m，斜长289m，承担煤炭提升任务、进风兼作安全出口；装备带宽1.2m胶带输送机，功率2×250kW。（2）辅助提升副斜井倾角6.0°，净宽5.2m，斜长588m，担负全矿井辅助运输、行人、进风和作安全出口，采用防爆胶轮车下放设备、材料以及运人任务。3、井下运输系统（1）煤炭运输瑶渠煤矿现在正在回采12502工作面，井下煤炭运输的顺槽和大巷均采用带式输送机运输。其煤流线路为：12502工作面刮板输送机→破碎机→转载机→顺槽带式输送机→西盘区运输大巷带式输送机→集中运输大巷带式输送机→主斜井带式输送机→地面生产系统。12506顺槽掘进煤经顺槽带式输送机汇入主煤流。（2）辅助运输井下辅助运输设备及材料选用WC5、WC1.9J型防爆无轨胶轮车。材料运输线路：地面车场→副斜井→集中辅运大巷→西盘区辅运大巷→12502辅运顺槽（或12506辅运顺槽）人员由副斜井乘坐运人防爆无轨胶轮车至各作业地点。4、供电系统矿井在工业场地设10kV变电所，一回路10kV电源引自前坡35kV变电所10kV母线段，供电距离4km，另一回路10kV电源引自西沟35kV变电站10kV母线段，供电距离7.0km，架空线规格LGJ-185。双回路架空线分列运行。工业场地10kV变电所安装2台SCB10-500/10/0.40kV500kVA电力变压器，同时运行。井下中央变电所安装2台KBSG-315/10/0.69kV315kVA矿用隔爆干式变压器；回采工作面安装1台KBSGZY-2000/10/3.4kV2000kVA矿用隔爆移动变电站、2台KBSGZY-500/10/0.69kV500kVA矿用隔爆移动变电站；掘进工作面安装1台KBSGZY-800/10/0.69kV800kVA矿用隔爆移动变电站、1台KBSGZY-200/10/0.69kV200kVA矿用隔爆移动变电站、1台KBSGZY-315/10/0.69kV315kVA矿用隔爆移动变电站。矿井设备装机总容量为5970.55kWkW，同时工作最大容量约3685.41kW，井下最大涌水时用电负荷约2231.42kW。2014年度矿井总用电量约1572.79万kW·h，产量116.1万吨，吨煤综合电耗13.55kW·h/t。井下中央变电所与中央水泵房联合布置，双回路10kV电源引自工业地面10kV变电所10kV不同母线段，采用2趟MYJV22-10-3×185mm2交联铠装铜芯电缆，沿主井井筒敷设下井，长度1500m，负担井下所有用电负荷。井下变电所及变配电点均安装矿用隔爆型干式变压器或矿用隔爆型移动变电站，掘进工作面局部通风机采用“三专”供电，安装有风电瓦斯闭锁装置。5、排水系统在井下集中运输大巷布置中央水泵房，主、副水仓容积合计1400m3，安装3台BQS50-200/3-75型矿用防爆式潜水泵，配套电机电压660V，功率75kW。矿井正常涌水时1台工作，1台备用，1台检修，最大涌水时2台同时工作。根据陕西煤矿安全装备检测中心2014年8月27日出具的检测报告，工作泵流量为55.86m3/h、备用泵流量为54.09m3/h、检修泵流量为54.01m3/h，综合排水能力109.87m3/h。2趟排水管路采用Φ108mm无缝钢管，沿管子道、主斜井井筒敷设至工业广场井下水处理间。6、消防、防尘洒水系统地面消防采用永久高压制，发生火灾时由日用消防水池保证水压和水量。井下消防洒水引自井下消防洒水高位水池，静压供水，供水管路采用Φ108mm钢管沿主斜井、副斜井井筒敷设下井，井下集中大巷、西盘区大巷均敷设Φ108mm钢管，工作面各顺槽敷设Φ60mm钢管。主运大巷每隔50m设供水阀门，其他巷道每隔100m设供水阀门，用于消防洒水和冲洗巷道取水。按照《煤矿安全规程》要求在井下皮带运输大巷、辅运大巷、回风大巷以及各采掘工作面巷道等地点均按规定设置了隔爆水棚，井下安设主要隔爆水棚共有6组，分别布置在集中皮带运输大巷、集中辅运大巷、集中回风大巷、西盘区皮带运输大巷、西盘区辅运大巷、西盘区回风大巷；辅助隔爆水棚共有8组，分别布置在12502工作面的皮带顺槽、辅运顺槽、回风顺槽，12504工作面的皮带顺槽、辅运顺槽、回风顺槽和12506的皮带顺槽、辅运顺槽等地点，距工作面的距离约60～200m，以防煤尘爆炸时事故扩大。综采工作面采煤机配备内外喷雾降尘系统，液压支架设有喷雾洒水降尘系统；综掘机组采用内外喷雾系统；炮掘工作面采用湿式作业，放炮后洒水灭尘，喷射混凝土作业时，配备混凝土喷射机除尘器，各卸煤点、转载点设喷雾设施。井下设有净化水幕，水量及水质符合通风质量标准化要求。7、防治瓦斯系统矿井采用风排、监测监控相结合的综合瓦斯防治系统。矿井通风系统完整、独立，局部通风实行了风电瓦斯闭锁。制定了瓦斯 管理制度 档案管理制度下载食品安全管理制度下载三类维修管理制度下载财务管理制度免费下载安全设施管理制度下载 ，按规定配备了瓦斯检查员和技术管理人员。矿井配备了多台光学干涉瓦斯测定器、便携式瓦检仪，煤矿特殊工种以及管理人员按照《煤矿安全规程》入井时携带甲烷检测报警仪。对瓦斯检测仪等仪器都进行了检测，检测结果合格。矿井建立了瓦斯检查制度，实行三班专人专职检查瓦斯，矿井配备有专职瓦斯检查员6名。采掘工作面每班检查3次，其它地点检查一次，设有瓦斯检查记录牌板，牌板内容、填写日期、数据、检查人符合要求。矿长、技术负责人认真执行《煤矿安全规程》149条的审阅签字制度。矿井制定了盲巷管理制度和瓦斯排放措施。现场检查和查阅资料，没有发现瓦斯超限现象。放炮严格执行“一炮三检”、“三人联锁”放炮制度。矿井制定了盲巷管理制度，严格控制不通风的巷道不超6米的规定，对临时停工的盲巷及时封密，加强对盲巷的管理。对盲巷的瓦斯排放，矿井制定了瓦斯排放措施，认真组织学习，严格执行排放措施，确保排放的安全性。矿井安装一套KJ110N型煤矿安全监测监控系统，设置有地面中心站主机和终端，实现矿井安全生产监测、监控。监控设施，各种探头全部安装到位，实施24h连续检测。8、防、灭火系统矿井地面建有日用消防供水系统，地面消防采用永久高压制；井下建有消防管路（井下管路与防尘系统共用），井下消防采用静压供水。井筒与井下大巷都使用了不燃性材料进行支护。矿井井下使用的油脂、棉纱、布头等物品，现场检查存放在盖严的铁桶内，用过的棉纱、布头等物品定期由专人送到地面处理。井上、下建有消防材料库，井下井底车场、各机电硐室、采掘工作面随近巷道备有灭火机、砂箱、消防桶、消防工具、数量以及存放地点符合要求，井下工作人员熟悉器材的使用方法和存放地点。矿井使用的阻燃风筒、阻燃电缆，各类设备都有煤安（MA）标志。采煤工作面采用后退式开采，作业规程中明确开采方法和开采期限。采煤工作面在自然发火期内采完，并在规定时间内及时封密，并做到定期检查分析。矿井开采的5-2煤层属Ⅰ类容易自燃煤层，为了防止煤炭自燃，采用移动式黄泥灌浆、注氮、喷洒阻化剂、束管监测相结合的综合防灭火措施。在工作面回风顺槽安装一套ZHJ-200/1.2型移动式注浆装置；在辅运顺槽安装2套DT-500型移动式注氮设备，敷设一趟Φ108mm无缝钢管，采用间歇式注氮防灭火；在运输顺槽设备列车上安设1台DZ-36-3型阻化剂喷射泵向工作面采空区喷洒汽雾阻化剂；矿井安装一套KSS-200型火灾束管监测系统对井下有害气体进行定期检测；采煤工作面及采空区，设置了一氧化碳、二氮化碳和温度传感器等，采、掘工作面的作业规程建立了专门的防灭火措施，以保证安全生产。二、通风系统矿井共有三条井筒，分别是：主斜井、副斜井和回风斜井，形成“两进一回”的中央并列式通风系统，抽出式通风方法。回风斜井地面安装FBCDZ№27型防爆对旋轴流式主要通风机2台，一用一备，每台通风机配电动机型号YBF400S-8、功率2×250kW、转速742r/min。矿井计算需要风量为4484m3/min，经实测，矿井总进风量4600m3/min，总回风量4758m3/min，主要通风机排风量5010m3/min，矿井有效风量为4538m3/min，有效风量率为90.58%，矿井负压为1005Pa，等积孔2.98m2。2013年6月8日，陕西煤矿安全装备检测中心对矿井回风斜井主要通风机进行了检测，检验结论均为：依据AQ1011-2005《煤矿在用主通风机系统安全检测检验规范》和《煤矿安全规程》所检项目综合判定均为：合格。矿井反风采用主要通风机反转方式进行反风，2015年6月10日，矿井进行了反风演习，反风结果：1号风机4.5min后实现了反风，反风量为正常风量的86.0%；2号风机4.5min后实现了反风，反风量为正常风量的85.0%，反风时间和风量符合有关规定。井下掘进工作面使用局部通风机压入式通风，选用FBD№7.1型防爆压入式对旋轴流局部通风机，功率2×30kW、转速2900r/min，使用有煤安标志的阻燃风筒，局部通风机安装地点、摆放位置、风筒管理、迎头风量均符合规定要求。2014年8月27日，陕西煤矿安全装备检测中心对该矿局部通风机检测，出具了《煤矿用局部通风机安全生产检验报告》，检验结论均为：依据MT222-2007《煤矿用局部通风机技术条件》和《煤矿安全规程》所检项目综合判定均为：合格。三、采煤方法及采掘工艺矿井开采5-2煤层，采用长壁综合机械化一次采全高采煤方法，全部垮落法管理顶板。全矿井装备一个长壁综采工作面，一个备用综采工作面，一个掘进工作面生产，综采工作面采用“U”型布置方式。目前，矿井在西盘区12502综采工作面正在生产。四、历年开采资源储量变动情况1.依据国土资发【2008】163号《矿山储量动态管理要求》的通知，瑶渠煤矿资源储量年报以及储量变化状况、变动台帐委托神木县矿业地质测量管理站进行检测，统计核实并上报有关部门。2.根据神木县矿业地质测量管理站提供的该矿资源储量报表，近几年开采情况如下：（1）根据调查，该矿从2011年11月开始基建施工，于2013年8月全部工程建成，先开采5-2煤层。从2008年4月30日到2013年12月底，该矿5-2煤层动用量59.8万t，完成产量56.8万t，开采损失3万t，5-2煤层年末保有储量3245.1万t，5-2下煤层保有储量517.3万t，总保有储量3762.4万t；2014年度动用量122.1万t，完成产量116.1万t（其中11505工作面回采61.4万吨、12502工作面回采47.7万吨，掘进面产量7.0万t），开采损失6.0万t；5-2煤层年末保有储量3123.0万t；5-2下煤层保有储量517.3万t，总保有储量3640.3万t；2015年1～7月底完成产量78.3万t/a（其中12502工作面回采70.6万吨，掘进面产量3.8万t），开采损失3.9万t；截止2015年7月31日5-2煤层保有储量3044.7万t；5-2下煤层保有储量517.3万t，总保有储量3562.0万t。矿井生产完成情况见表2-3-2；资源储量变动见表2-3-3。五、煤炭资源回收率及完成情况煤炭资源回采率情况：采区回采率85%，回采面回采率95%，符合《煤矿安全规程》规定。表2-3-2矿井生产完成情况表单位：万t 内容 开采5-2煤层 2011.11-2013.12月 2014年度 2015年1～7月 合计 实际完成产量 11505工作面 12502工作面 掘进面 12502工作面 掘进面 61.4 47.7 7.0 70.6 3.8 56.8 116.1 74.5 247.4 备注：2011.11-2013.12月，矿井为基建期及联合试运转期。表2-3-3矿井资源储量变动表单位：万t 序号 开采时间 保有资源储量 备注 5-2煤层 5-2下煤层 合计 年初保有储量 开采量 损失量 小计 年末保有储量 保有资源储量 1 2008.4-2011.11月 3304.9 517.3 3822.2 矿井审批阶段 2 2011.11-2013.12月 3304.9 56.8 3.0 59.8 3245.1 517.3 3762.4 矿井为基建期及联合试运转期 3 2014.1-12月 3245.1 116.1 6.0 122.1 3123.0 517.3 3640.3 矿井正常生产期` 4 2015.1-7月 3123.0 74.5 3.8 78.3 3044.7 517.3 3562.0 矿井正常生产期`六、后三年生产接续安排根据矿方的规划目标，按照开采接续安排，2015～2019年产量见表2-3-4。表2-3-4今后三年生产接续安排表 年份 2015年 2016年 2017年 2018 生产能力（万t/a） 100 100 100 100目前，西盘区12502综采工作面正在回采，根据矿井目前生产接续安排，今后三年的生产接续工作面为：西盘区12504工作面→12506工作面→12508工作面。矿井采煤工作面及接续工作面参数详见表3-3-5。表3-3-5矿井采煤工作面及接续工作面参数表 序号 开采煤层 工作面编号 平均煤层厚度（m） 工作面长度（m） 回采长度（m） 资源储量（万t） 可采储量（万t） 已采储量（万t） 剩余储量（万t） 开采时间 1 5-2 12502 2.1 200 4015 221 210 118.2 91.8 2014.9-2015.7 2 12504 2.1 200 3955 218 207 2015.8-2017.8 3 12506 1.9 200 3900 194 184 2017.9-2019.6第三章矿井生产能力核定情况第一节资源储量核查情况一、越界开采根据神木县矿业地质测量管理站测绘的井上下对照图、采掘工程平面图、近3年来的监测以及调查等，该矿无越界开采情况。二、资源储量核查1.该矿为资源整合矿井，原批复《神木县瑶渠煤业有限责任公司煤炭资源整合开采（变更）设计》的保有储量及可采储量详见表3-1-1、3-1-2。表3-1-1矿井工业储量表单位：万t 开采煤层 工业储量（） 331 332 333×K 合计 5-2 1612.8 114.0 1578.1×0.9（1420.3） 35.870 5-2下 228.6 288.7×0.9（259.8） 18.810 合计 1612.8 342.6 1866.8×0.9（1680.1） 3635.5 备注：工业储量中333资源量可信度系数（K）取值0.9。表3-1-2原设计矿井可采储量表单位：万t2.根据神木县矿业地质测量管理站提供的该矿资源储量报表，截止2015年7月31日，矿井5-2煤层采动量260.2万t，保有资源储3562.0万t（其中5-2煤层保有储量3044.7万t；5-2下煤层保有储量517.3万t）。3.截止2015年7月31日，煤矿核定时可采储量详见表3-1-3。三、矿井剩余服务年限截止2015年7月31日，矿井可采储量2242.6万t（其中5-2煤层可采储量1883.8万t，5-2下煤层可采储量358.8万t）。由于该矿为资源整合矿井，根据有关规定，核定生产能力按100万t/a考虑，矿井剩余服务年限17.3a，符合规定。（1）5-2煤层服务年限：（2）5-2下煤层服务年限：式中：a——煤矿剩余服务年限，a；G——煤矿核定能力时可采储量，万t；A——煤矿拟调整的核定生产能力，100万t/a；KB——储量备用系数，矿井地质构造简单，煤层赋存稳定开采技术条件好，取1.3。经计算矿井剩余服务年限为17.3a，矿井提高生产能力的资源储量及剩余服务年限符合规定。见附表核井02表、核井03表、核井04表、核井05-1表、核井05-2表。第二节提升系统能力核定一、主井提升系统能力核定（一）概况1、提升方式瑶渠煤矿主斜井井筒斜长289m，垂深65m，倾角0°～13°，装备一条钢丝绳芯带式输送机，承担煤炭提升任务、进风兼作安全出口。2、安装设备主要技术参数主斜井带式输送机主要技术参数： 盘区编号 煤层编号 保有储量 采动量 剩余保有储量 工业储量 永久煤柱损失 设计储量 大巷煤柱 回采率 开采损失 可采储量 采空区边界 井田边界 铁塔公路 小计 工业场地 主要井巷 小计 东盘区 5-2煤层 1355.0 124.2 1230.8 1133.8 24.0 25.0 　 49.0 1084.8 74.0 107.0 181.0 0.8 180.8 723.0 5-2下煤层 161.0 　 161.0 137.0 　 2.0 　 2.0 135.0 　 12.0 12.0 0.85 18.5 104.6 西盘区 5-2煤层 1949.9 136.0 1813.9 1753.0 　 90.0 156.0 246.0 1507.0 　 56.0 56.0 0.8 290.2 1160.8 5-2下煤层 356.3 　 356.3 351.0 　 15.0 6.0 21.0 330.0 1.0 30.0 31.0 0.85 44.9 254.2 合计　 3822.2 260.2 3562.0 3374.8 24.0 132.0 162.0 318.0 3056.8 75.0 205.0 280.0 　 534.4 2242.6表3-1-3煤矿核定时可采储量表单位：万t型号DTL120/120/2×250运量：Q=872.29t/h带宽：B=1200mm带速：V=3.1m/s机长：L=289m倾角：δ＝0～13°提升高度：H=65m胶带型号：ST1250（阻燃、抗静电）胶带强度：1250N/mm电机型号：YBPT355M2-4，功率N=250kW，660/1140V减速器型号：DCY450，速比i=31.5变频启动柜：IP315移动变电站：KBSGZY-1000/10/0.69保护装置：KHP3-Z煤矿用带式输送机保护装置主机3、提升设备检测时间和结论该矿提升系统设备、设施配套完整，符合有关规程规范要求；KHP3-Z型提升系统保护装置完善、运转正常；提升系统技术档案齐全，各种运行、维护、检查、事故记录完备；每日强制性检查和维护时间达到4h以上。主斜井提升系统2013年6月8日通过陕西煤矿安全装备检测中心，依据MT-2006《煤矿用带式输送机技术条件》、《煤矿安全规程》，所检项目综合判定为合格。（二）计算过程及结果1、公式确定及参数选取根据《煤矿生产能力管理办法和核定标准》规定，选取主斜井钢绳芯带式输送机能力核定采用的计算公式式中：A——主井提升能力，万t/a；k——输送机负载断面系数，取420；B——输送机带宽，取1.2m；v——输送机带速，取3.1m/s；C——输送机倾角系数，取0.92；k1——运输不均匀系数，取1.2；γ——松散煤堆容积密度取0.85t/m3；t——日提升时间，取16h。2、计算结果根据计算结果，主提升系统能力为644.8万t/a。见附表核井06-1表。二、副井提升系统能力核定瑶渠煤矿副斜井井筒倾角6°，井筒净宽5.2m，斜长588m，辅助提升采用防爆无轨胶轮车运输，主要担负下放设备及材料，兼运人、进风任务。根据现场调研，井下辅助运输运选用2台WC19R型人车、选用3台WC1.9J型防爆材料车WC5、选用2台WC5型防爆材料车，技术参数详见表3-6-1。由于该矿井副井、井下大巷及顺槽均采用防爆无轨胶轮车作为辅助运输，因此副井提升系统能力与井下采用防爆无轨胶轮车作为辅助运输能力相同，核定为105万t/a。核定计算详见第六节——井下运输系统能力核定以及附表核井09-3表。三、提升系统能力核定的确定本次对矿井提升系统进行了核查，经计算，主斜井提升系统能力核定为644.8万t/a，副井提升系统能力核定为105万t/a，因此提升系统能力核定为105万t/a。四、问题及建议1、加强提升系统各项保护装置检查、维护。2、完善设备检修维护技术档案。第三节井下排水系统能力核定一、概况1.排水系统核查矿井排水系统完善，设备、设施完好，运转正常；有生产期间的实际涌水量数据，有防治水害的有效措施；管理维护制度健全，各种运行、维护、检查、事故记录完备。2014年8月27日矿井进行了联合排水试验，排水系统能力满足矿井实际排水要求。矿井主排水系统2014年8月27日通过陕西煤矿安全装备检测中心检测，依据AQ1012-2005《煤矿有用主排水系统安全检测检验规范》，检测为合格。2.矿井排水系统主斜井井底设主排水泵房，主、副水仓容积合计1400m3，安装3台BQS50-200/3-75型矿用防爆式潜水泵，配套电机电压660V，功率75kW。矿井正常涌水时1台工作，1台备用，1台检修，最大涌水时2台同时工作。根据陕西煤矿安全装备检测中心2014年出具的检测报告，工作泵流量为55.86m3/h、备用泵流量为54.09m3/h、检修泵流量为54.01m3/h，综合排水能力109.87m3/h。2趟排水管路采用Φ108mm无缝钢管，沿管子道、主斜井井筒敷设至工业广场地面井下水处理间。3.矿井正常涌水量和最大涌水量根据矿方实测以及陕西煤矿安全装备检测中心2014年8月27日出具的主排水系统检测报告提供的数据，矿井正常涌水量18m3/h，最大涌水量25m3/h。二、计算过程和结果1、计算过程（1）校验水泵能否在20h内排出24h的正常涌水和最大涌水量。正常涌水时，1台泵工作，20h排水量：55.86×20=1117.2m3；正常涌水时，24h涌水量：18×24=432m3＜1117.2m3；最大涌水时，2台泵工作，20h排水量：109.87×20=2197.4m3；最大涌水时，24h涌水量：25×24=600m3＜2197.4m3。以上计算表明，无论矿井正常涌水或最大涌水时，现行配置均能满足矿井排水需要。（2）水仓容量校验V=8Qn=8×18=144m3＜1000m3水仓容量符合要求。（3）正常涌水时水泵排水能力计算式中：Bn—1台工作水泵排水能力，55.86m3/h；Pn—近5年最大的年度平均日产吨煤所需排出的正常涌水量，0.1228m3/t。式中：M—近5年年度平均日产原煤产量，116.1万t/a。（4）最大涌水时水泵排水能力计算式中：Bm—2台泵工作排水能力，126.98m3/h；Pm—近5年最大的年度平均日产吨煤所需排出的最大涌水量，0.33m3/t。式中：M—近5年年度平均日产原煤产量，116.1万t/a。2、计算结果（1）矿井正常涌水生产能力为300万t/a；（2）矿井最大涌水生产能力为425万t/a；根据以上计算结果，核定矿井排水系统能力为300万t/a。见附表核井07表。三、问题及建议1、完善排水系统管理维护制度。2、加强对排水系统的维护、检查。第四节供电系统能力核定一、概况1、供电核查矿井供电系统合理，设备、设施及保护装置完善，技术性能符合规定要求，运行正常；供电技术档案齐全，各种运行、维护、检查、事故记录完备，管理维护制度健全。2、煤矿电源线路情况矿井在工业场地设10kV变电所，一回路10kV电源引自前坡35kV变电所10kV母线段，供电距离4km，另一回路10kV电源引自西沟35kV变电站10kV母线段，供电距离7.0km，架空线规格LGJ-185。双回路架空线分列运行。矿井双回路供电电源符合《煤矿安全规程》要求。3、变压器工业场地10kV变电所安装2台SCB10-500/10/0.40kV500kVA电力变压器，同时运行。井下中央变电所安装2台KBSG-315/10/0.69kV315kVA矿用隔爆干式变压器；回采工作面安装1台KBSGZY-2000/10/3.4kV2000kVA矿用隔爆移动变电站、2台KBSGZY-500/10/0.69kV500kVA矿用隔爆移动变电站；掘进工作面安装1台KBSGZY-800/10/0.69kV800kVA矿用隔爆移动变电站、1台KBSGZY-200/10/0.69kV200kVA矿用隔爆移动变电站、1台KBSGZY-315/10/0.69kV315kVA矿用隔爆移动变电站。4、矿井设备装机总容量为5970.55kWkW，同时工作最大容量约3685.41kW，井下最大涌水时用电负荷约2231.42kW。2014年度矿井总用电量约1572.79万kW·h，产量116.1万吨，吨煤综合电耗13.55kW·h/t。5、井下中央变电所与中央水泵房联合布置，双回路10kV电源引自工业地面10kV变电所10kV不同母线段，采用2趟MYJV22-10-3×185mm2交联铠装铜芯电缆，沿主井井筒敷设下井，长度1500m，负担井下所有用电负荷。二、计算过程及结果1、按电源线路和主变压器分别计算矿井供电系统能力（1）电源线路安全载流量及压降校验1）安全载流量校验全矿计算电流：其中3685.41kW为矿井实际最大工作负荷。查表得知线路LGJ-185允许载流量：环境温度为25℃时为500A，考虑环境温度40℃时，温度校正系数0.81，则供电线路IX=2×500×0.81=810（A）。IX=810＞I=236.43（A）2）线路压降校验查表得知双回路10kV供电LGJ-185线路单位负荷矩时电压损失百分数：当cosΦ=0.9时为0.354%/MW·km。则一回路电源线路电压降为：△U%=（3.685×4.0×0.354%）÷2=2.61＜5%则二回路电源线路电压降为：△U%=（3.685×7.0×0.354%）÷2=4.56＜5%以上校验可知，双回路电源线路安全载流量及电压降均符合要求。（2）电源线路能力计算式中：P——线路供电容量：当线路允许载流量为810A时：当线路压降为5%时：则线路允许供电容量P取5540kW。w——为上年度吨煤综合电耗13.55kW·h/t根据以上计算结果，矿井电源线路能力为215.87万t/a。（3）主变压器能力计算矿井共安装10台低压变压器，其中工作变压器10台，容量5945kVA。式中：S——变压器容量，5945kVA；ψ——为矿井功率因数，取0.9；w——为上年度吨煤综合电耗，13.55kW·h/t。根据计算结果，矿井主变压器能力为208.5万t/a。2、下井电缆校核（1）安全载流量校核中央变电所计算负荷电流：其中井下最大用电负荷2231.42kW查表得知3×185mm2矿用铠装电缆电缆允许载流量为375A，2趟电缆允许载流量为：IX1=2×A=2×375=750（A）当1趟电缆故障停止送电时，另1趟电缆允许载流量：IX2=1×A=1×375=375＞Ij=161.04（A）（2）电缆压降校核查表得知10kV供电3×185mm2矿用铠装电缆单位负荷矩时电压损失百分数：当cosΦ=0.8时为0.17%/MW·km。则每根电缆线路电压降为：△U1%=（2.23×1.5×0.17%）÷2=0.28%＜5%其中：井下最大负荷为2231.42kW，线路长1.5km。当1趟电缆故障停止送电时，另1趟电缆线路压降为：△U2%=（2.23×1.5×0.17%）÷1=0.56%＜5%以上校验可知，井下中央变电所供电电缆安全载流量及电压降均符合要求，当1趟电缆故障时，另1趟电缆能保证井下中央变电所全部负荷用电。3、计算结果：（1）电源线路供电能力为215.87万t/a；（2）变压器供电能力为208.5万t/a；根据以上计算结果，核定矿井供电系统能力为208.5万t/a。见附表核井08表。三、问题及建议1、矿井应加强架空线路巡检和维护工作，确保矿井双回路供电线路正常工作。2、建立健全供电系统的各类技术档案。3、加强对供电系统中的设备、设施及保护装置的维修、保养。第五节井下运输系统能力核定一、概况1.井下运输核查（1）矿井建立了严格的岗位责任制，建立了防爆无轨柴油牵引车的保养、保修制度，每班均检查防爆无轨柴油机车等运输设备，保证运输系统经常处于良好状态。（2）矿井井下运输系统完善，保护齐全，运转正常；（3）各种行车、信号设施齐全，安全标志齐全、醒目，车场、巷道内照明符合规定；（4）井下运输的防爆无轨柴油牵引车均为防爆型，具体MA标志，符合规范要求。2.运输方式和路线（1）主运输系统瑶渠煤矿井下共布置1个综采工作面，井下煤炭在运输顺槽和运输大巷均采用带式输送机运输。其煤流线路为：12502工作面刮板输送机→破碎机→转载机→顺槽带式输送机→西盘区运输大巷带式输送机→集中运输大巷带式输送机→主斜井带式输送机→地面。顺槽掘进原煤经顺槽带式输送机汇入主煤流。（2）辅助运输材料/人员运输线路：地面→副斜井无轨胶轮车→井底→集中辅运大巷→西盘区辅运大巷→各联络巷→各使用点。井下少量矸石不升井。二、计算过程及结果（一）主运输系统1.主要技术参数（1）工作面刮板输送机：型号SGZ800/630，输送能力1000t/h。（2）破碎机：型号PLM2000，破碎能力2000t/h。（3）转载机：型号SZZ800/200，输送能力2000t/h。（4）顺槽带式输送机：型号DSJ100/60/2×315，带宽1000mm，输送能力584.6t/h，倾角0°，带速3.1m/s，电动机功率2×315kW。（5）西盘区运输大巷带式输送机：型号DTL120/120/2×200，带宽1200mm，输送能力975.27t/h，倾角0°，带速3.12m/s，电动机功率2×200kW。（6）集中运输大巷带式输送机：型号DTL120/120/2×132，带宽1200mm，输送能力814.28t/h，倾角0°，带速3.09m/s，电动机功率2×132kW。2.选取公式及参数确定（1）带式输送机能力计算公式根据《煤矿生产能力管理办法和核定标准》有关规定，当井下采用带式输送机运输时，核定能力按主井提升带式输送机核定方法和计算公式计算：式中：A——年运输量，万t/ak——输送机负载断面系数；B——输送机带宽，m；ν——输送机带速，m/s；γ——松散煤容积重，t/m3，取0.85；C——输送机倾角系数，取1.0；t——日提升时间，取16；k1——运输不均匀系数，取1.1；（2）刮板输送机、破碎机、转载机能力核定公式：A=330×16×A1/（k1×104）（万t/a）式中：k1——运输不均匀系数，取1.2。A1——输送能力，t/h。3.计算结果（1）刮板输送机、破碎机、转载机能力：取设备能力最小核定，即刮板输送机能力1000t/h。（2）顺槽带式输送机能力：k=400，B=1.0m，v=3.1m/s，γ=0.85t/m3，C=1（倾角0°），t=16h，k1=1.1。（3）盘区运输大巷带式输送机能力：k=420，B=1.2m，v=3.12m/s，γ=0.85t/m3，C=1（倾角0°），t=16h，k1=1.1。（4）集中运输大巷带式输送机能力：k=420，B=1.2m，v=3.09m/s，γ=0.85，C=1.0，t=16h，k1=1.1。根据《煤矿生产能力管理办法和核定标准》，井下运输刮板输送机运输能力最小，为440万t/a。因此井下主运输系统能力核定为440万t/a。（二）辅助运输系统：1.概况该矿井下辅助运输全部采用“MA”标志防爆无轨胶轮车的运输系统，主要承担下放设备及材料兼运人任务。可简化辅助运输环节，实现连续运输。材料设备从地面装车后，经副斜井→集中辅运大巷→西盘区辅运大巷→12502辅运顺槽（或顺槽掘进头）等各个用料地点。辅助运输系统单程最远距离是到12502辅运顺槽，距离为3510m。（1）防爆无轨胶轮车主要技术参数根据现场调查，井下辅助运输运选用2台WC19R型人车、3台WC1.9J型防爆材料车，2台WC5型防爆材料车，技术参数详见表3-5-1。表3-5-1井下辅助运输设备主要技术特征及数量表 序号项目 1 2 3 设备名称及型号 WC19R型人车 WC1.9J型材料车 WC5型材料车 工作台数(辆) 2 3 2 主要技术参数 装载质量/乘人 19人 1900kg 5000kg 额定功率(kW) 26 26 65 传动方式 机械传动 液压-机械传动 液力-机械传动 驱动方式 后轮驱动 四轮驱动 四轮驱动 爬坡能力(°) 14 14 15 最高行驶速度(km/h) 40.8 34 34 最小转弯半径(m) 6.0 6 6.5 最小离地间隙(mm) 190 215 275 参考外形尺寸(mm) 5800×1950×2320 6400×1880×2000 7060×2025×1685（2）辅助提升设备检测和结论该矿使用的防爆无轨胶轮车均由安标国家矿用产品安全标志中心出具了《矿用产品安全标志证书》，经检验，均属于合格产品，符合规定。辅助提升系统设备、设施配套完整，符合有关规程规范要求；提升系统保护装置完善、运转正常；提升系统技术档案齐全，各种运行、维护、检查、事故记录完备；每日强制性检查和维护时间达到2～4h。2、计算过程和结果（1）根据调查，该矿井下矸石很少，矿方将其充填废弃巷道，因此不出井，不考虑外运矸石。当副斜井、辅运大巷均采用防爆无轨胶轮车作为辅助运输时，其能力计算公式为：式中：A—辅助运输核定能力，万t/a；M—吨煤用材料比重，2%；PC—每次运材料重量，1.8～4.0t/次，取4t/次；tc—运材料车间隔时间，1200s；D—每班运其他材料次数，5～10次/班，取5次/班；tQ—运其它材料间隔时间，1200s；tR—每班人员进出井车辆间和与其它车辆间隔时间总和，240s；R—矸石占原煤产量的比重，0%（矸石不升井）；PG—每次运矸重量，0（矸石不升井）；tG—运矸车间隔时间，0（矸石不升井）；Kx—运输运输线路系数，完全形成环线时取0.5；根据现场调研以及矿方提供数据，1辆无轨胶轮车运输材料间隔时间为1200s，运其它材料间隔时间为1200s，每班人员进出井车辆间和与其它车辆间隔时间总和为240s；（3）计算结果=116.82万t/a综合以上计算结果，防爆无轨胶轮车作为辅助运输时，核定能力为116.82万t/a。三、根据井下各运输环节能力确定井下运输系统能力1、矿井井下运输原煤全部采用带式输送机，主运输系统能力核定为440万t/a，详见附表核井09-1表。2、由于该矿井副井、井下大巷及顺槽均采用防爆无轨胶轮车作为辅助运输，因此副井提升系统以及辅助运输能力均核定为116.82万t/a，详见附表核井09-3表。3、根据《煤矿生产能力管理办法和核定标准》，井下运输系统中最小的环节能力为采用防爆无轨胶轮车作为辅助运输的核定能力，因此确定井下运输系统能力核定为116.82万t/a。四、存在问题及建议1、完善井下运输系统中相关设备的安全保护设施，防止发生运输事故，保证矿井安全生产。2、完善各种行车、调度信号的设施，安全标志应齐全、醒目，车场、巷道内照明要符合规定。3、建立岗位责任制，每班检查防爆无轨胶轮车运输设备，发现隐患及时处理，保证运输系统经常处于良好状态。4、建立道线巡查制度，平整道面，检查维修巷道，处理活矸、浮石，防止因车辆震动造成巷道落矸、片帮甚至冒顶伤人。5、随着开采进度，工作面不断推移，建议井下运输大巷采用混凝土硬化，提高运输能力。第六节采掘工作面能力核定一、概况1.现场调研矿井正在开采5-2煤层西盘区12502综采工作面，备用面为12504工作面。2.采煤方法为长壁综合机械化一次采全高，全部垮落法管理顶板。目前，矿井装备一套长壁综采工作面，一个备用综采工作面，一个综掘面（一个顺槽掘进面和一个大巷掘进面生产）；矿井两采一准，两班生产，一班检修。3.根据矿井目前生产接续安排，今后三年的生产接续工作面为：西盘区12502工作面→12504工作面→12506→12508工作面。4.经现场调研，矿井有按规定批准的采掘作业规程和安全技术措施。5.回采工作面能够正常接续，均衡稳定生产，“三个煤量”符合国家有关规定。二、计算过程及结果瑶渠煤矿目前正常生产，采掘工作面生产能力核定采用核定标准第二十五条计算方法进行核定。1、采煤工作面能力根据矿井采掘接续计划和今后3年采掘接替安排，采煤工作面生产能力核定如下：（1）按目前正在生产的5-2煤层西盘区12502综采工作面核定采煤工作面生产能力。回采工作面能力计算公式为：AC=10-4·l·h·r·b·n·N·c·a（万t/a）=10-4×200×2.10×1.31×8.0×330×0.80×0.95×1（万t/a）=110.4（万t/a）式中：AC—采煤工作面平均生产能力，万t/a；l—采煤工作面平均长度，200m；h—采煤工作面平均采高，2.10m；γ—原煤容重，1.31t/m3；b—采煤工作面平均日推进度，根据12502综采工作面作业规程，循环进度0.8m，每班割5刀，每班进度4.0m，则两班日进度，b=4.0×2=8.0m/d；n—年工作日数，330d；N—正规循环作业系数，80%；c—采煤工作面回采率，95%；a—单一采煤工作面平均个数，1个；2、矿井掘进工作面生产能力掘进煤量按照掘进巷道分类长度、断面，由下面的公式计算得出：经现场调查，掘进大巷和顺槽产量如下：Aj=10-4rSiLi=10-4×1.31×11.0×4800=6.9(万t／a)式中：A—掘进煤量，万t／a；r—原煤视密度，1.31t／m3；Si—巷道纯煤面积（平均值），11.0m2；Li—巷道年总进尺，4800m。采掘生产能力A=Ac+Aj=110.4+6.9=117.3万t/a经核定该矿井的采掘生产能力为117.3万t/a。见附表核井10表。三、问题及建议1.应进一步落实采煤工作面回采过程中各项安全技术措施。2.加强工人的安全 规章制度 食品安全规章制度下载关于安全生产规章制度关于行政管理规章制度保证食品安全的规章制度范本关于公司规章制度 的教育，保证回采工作面安全生产。第七节通风系统能力核定一、通风概况矿井共有三条井筒，分别是：主斜井、副斜井和回风斜井，形成“两进一回”的中央并列式通风系统，抽出式通风方法。回风斜井地面安装FBCDZ№27型防爆对旋轴流式主要通风机2台，一用一备，每台通风机配电动机型号YBF400S-8、功率2×250kW、转速742r/min。2013年6月8日，陕西煤矿安全装备检测中心对矿井回风斜井主要通风机进行了检测，检验结论均为：依据AQ1011-2005《煤矿在用主通风机系统安全检测检验规范》和《煤矿安全规程》所检项目综合判定均为：合格。矿井反风采用主要通风机反转方式进行反风，2015年6月10日，矿井进行了反风演习，反风结果：1号风机4.5min后实现了反风，反风量为正常风量的86.0%；2号风机4.5min后实现了反风，反风量为正常风量的85.0%，反风时间和风量符合有关规定。井下掘进工作面使用局部通风机压入式通风，选用FBD№7.1型防爆压入式对旋轴流局部通风机，功率2×30kW、转速2900r/min，使用有煤安标志的阻燃风筒，局部通风机安装地点、摆放位置、风筒管理、迎头风量均符合规定要求。2014年8月27日，陕西煤矿安全装备检测中心对该矿局部通风机检测，出具了《煤矿用局部通风机安全生产检验报告》，检验结论均为：依据MT222-2007《煤矿用局部通风机技术条件》和《煤矿安全规程》所检项目综合判定均为：合格。根据矿井提供的资料，矿井正常生产条件下，经过一个月的连续观测，采、掘工作面各地点的瓦斯、二氧化碳绝对涌出量、瓦斯、二氧化碳绝涌出不均衡通风系数见表3-7-1。表3-7-1采、掘工作面各地点瓦斯、二氧化碳绝涌出不均衡通风系数 地点 绝对涌出量（m3/min） 不均衡系数 qCH4 qCO2 KCH4 KCO2 西盘区12502综采面 1.17 2.04 1.1 1.2 西盘区12506回风顺槽掘进 0.24 0.48 1.0 1.2 西盘区大巷掘进头 0.24 0.48 1.0 1.2二、计算过程及结果（一）矿井需要风量计算本矿井生产较集中，井下用风地点相对较少，矿井为瓦斯矿井，通风以稀释爆破产生的废气、防爆胶轮车尾气排放稀释需要的风量以及降低工作面温度为主要目的。按照《煤矿安全规程》的规定，矿井需要风量应按井下最多人员及井下采煤、掘进、硐室及其它地点实际需风量总和计算矿井的风量。其计算公式为：∑Qra≥（∑Qcfi＋∑Qsci＋∑Qhfi＋∑Quri＋∑Q胶轮车＋∑Qrli）×Kaq式中：∑Qra—矿井需要风量，m3/min；∑Qcfi—采煤工作面实际需要风量，m3/min；∑Qsci—备用工作面实际需要风量，m3/min；∑Qhfi—掘进工作面实际需要风量，m3/min；∑Quri—硐室实际需要风量，m3/min；∑Q胶轮车—冲淡防爆无轨胶轮车尾气实际需要风量，m3/min；∑Qrli—其他用风巷道实际需要风量，m3/min；Kaq—矿井通风系数，该矿采用抽出式通风，取1.20。1.采煤工作面需要风量计算采煤工作面实际需要风量，应按工作面气象条件、瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、工作面人员和爆破后的有害气体产生量等规定分别进行计算，然后取其中最大值。（1）按气象条件计算Qcfi＝60×70%×vcfi×Scfi×kchi×kcli（m3/min）＝60×70%×1.1×11.0×1.1×1.3＝727（m3/min）式中：vcfi—采煤工作面的风速，m/s。经实测12502工作面温度保持在16～20℃，相对应的风速1.0～1.5m3/s，取1.1m3/s。Scfi—采煤工作面的平均有效断面积，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算；5-2煤层采煤面平均采高2.1m，最大控顶距5.3m，最小控顶距4.4m，则平均有效断面积取11.0m2；kchi—采煤工作面采高调整系数，采高2.1m，系数取1.1；kcli—采煤工作面长度调整系数，工作面长200m，取1.3；70%—有效通风断面系数；（2）按瓦斯涌出量计算Qcfi＝100×qcgi×kcgi（m3/min）＝100×1.17×1.1＝129（m3/min）式中：qcgi—采煤工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量，根据连续观测1个月实测，取最大值为1.17m3/min。kcgi—采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数。正常生产时连续观测1个月，最大绝对瓦斯涌出量和月平均绝对瓦斯涌出量的比值，计算取1.1；100—按采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1％的换算系数。（3）按二氧化碳涌出量计算Qcfi＝67×qcci×kcci（m3/min）＝67×2.04×1.2＝164（m3/min）式中：qcci—采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，根据连续观测1个月实测，取最大值为2.04m3/min；kcci—采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数。正常生产时连续观测1个月，最大绝对二氧化碳涌出量和月平均绝对二氧化碳涌出量的比值，计算取1.2；67—按采煤工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5％的换算系数。（4）采煤工作面同时作业人数计算Qcfi≥4NcfiQcfi≥4×14=56（m3/min）式中：Ncfi—采煤工作面同时工作的最多人数，14人；4—每人需风量，m3/min。根据以上计算结果，12502综采工作面所需要最大风量为727m3/min。（5）按风速进行验算按风速进行验算，其公式为：60×0.25Scfi≤Qcfi≤60×4Scfi式中：Q采—采煤工作面需要风量，m3/min；Scfi—采煤工作面平均断面积，取11.0m2。60×0.25Scfi＝60×0.25×11.0＝165（m3/min）60×4Scfi＝60×4×11.0＝2640（m3/min）则：165m3/min＜727m3/min＜2640m3/min根据以上验算结果，西盘区12502综采工作面所需要风量Qcfi＝727（m3/min）取值合理。2.备用工作面所需要风量备用工作面实际需要风量，应满足瓦斯、二氧化碳、气象条件等规定计算的风量，且最少不得低于采煤工作面实际需要风量的50%。目前，矿井西盘区布置有一个12502综采工作面，考虑一个备用工作面，备用工作面按综采工作面实际需风量的一半计算。则：Qsci＝Qcfi÷2=727÷2=363.5（m3/min）3.掘进工作面需要风量矿井配备2个掘进工作面，1个为顺槽掘进，另1个为大巷掘进，属煤巷。工作面均各配备2台FBD№7.1型局部通风机，其参数见表3-7-2。表3-7-2掘进工作面参数及局扇参数表 掘进工作面名称 局部通风机 掘进巷道 型号 台数 流量（m3/min） 类型 断面积（m2） 西盘区12502顺槽掘进 FBD№7.1/30×2 2 360～620 煤巷 13.0 西盘区大巷掘进 FBD№7.1/30×2 2 360～620 煤巷 13.0设计每个掘进工作面实际需要风量，按瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、工作人员、爆破后的有害气体产生量以及局部通风机的实际吸风量等规定分别进行计算，然后取其中最大值。（1）按照瓦斯涌出量计算：Qhfi＝100×qhgi×khgi＝100×0.24×1.0＝24（m3/min）式中：qhgi—掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量，根据连续观测1个月实测，取最大值为0.24m3/min。khgi—掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数。正常生产条件下，连续观测1个月，最大绝对瓦斯涌出量与月平均绝对瓦斯涌出量的比值，计算取1.0；100—按掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1％的换算系数。（2）按照二氧化碳涌出量计算：Qhfi＝67×qhci×khci＝67×0.48×1.2＝39（m3/min）式中 qhci—掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量，根据连续观测1个月实测，取最大值为0.48m3/min。khci—掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数。正常生产条件下，连续观测1个月，最大绝对二氧化碳涌出量与月平均绝对二氧化碳涌出量的比值，计算取1.2；67—按掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5％的换算系数。（3）按炸药量计算：Qhfi＝25Ahfi（m3/min）＝25×6＝150（m3/min）式中：Ahfi—掘进工作面1次爆破所用的最大炸药量，取6kg。（4）按掘进工作面同时作业人数计算Q掘＞4N（m3/min）式中：Q掘—每个掘进工作面需要风量，m3/min；4—每人供风量，≮4m3/min；N—工作面最多人数。根据各掘进工作面实际参数，其需风量计算见表3-7-3。表3-7-3掘进工作面按同时作业人数计算需风量 工作面名称 每人需风量（m3/min） 人数（个） Q采（m3/min） 西盘区12506顺槽掘进面 ≮4 8 32 西盘区大巷掘进面 ≮4 8 32（5）按局部通风机实际吸风量计算Qhfi＝∑Qafi＋60×0.25Shdi（m3/min）＝390＋60×0.25×13.0＝585（m3/min）式中：∑Qafi—掘进工作面同时运转的局部通风机实际吸风量的总和，FBD№7.1型局部通风机，实际吸风量390m3/min；0.25—有瓦斯涌出的岩巷，半煤岩巷和煤巷允许的最低风速；Shdi—局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，取13.0m2。（6）按风速进行验算（1）验算最小风量（有瓦斯涌出的煤巷）：∑Qafi≥60×0.25Shfi≥60×0.25×13.0≥195（m3/min）（2）验算最大风量：∑Qafi≤60×4.0Shfii≤60×4.0×13≤3120（m3/min）式中：Shfi—掘进工作面巷道的净断面积，取13.0m2。60×0.25Shfi≤Qhfi≤60×4.0Shfi（m3/min）195（m3/min）＜585（m3/min）＜3120（m3/min）则：掘进工作面风速为46m3/min（0.75m/s），满足《煤矿安全规程》要求。故该矿2个掘进面风量均取585m3/min，符合要求。（7）掘进工作面所需总风量矿井配备2个掘进工作面作业，1个为顺槽掘面，另1个为大巷掘进面，故掘进工作面所需总风量∑Qhfi＝585×2＝1170（m3/min）。4.井下独立硐室实际需风量井下硐室需要风量，应按矿井各个独立通风硐室实际需要风量的总和来计算。（1）井下煤仓回风通道井下煤仓采用回风斜巷独立通风，风流引至回风大巷，其配风量取120m3/min。（2）采区变电所矿井考虑设有采区变电所，采用独立通风，其配风量取90m3/min。则：∑Quri＝120＋90＝210（m3/min）5.冲淡防爆无轨胶轮车尾气实地需要风量煤矿井下使用防爆无轨胶轮车做辅助运输，会排出大量的有害气体（尾气），需利用新鲜风流进行稀释，以保证工作环境中空气的质量。∑Q胶轮车≥5.44Ndli·Pdli·kdli（m3/min）式中：Ndli—矿用防爆无轨胶轮车的台数，台；Pdli—矿用防爆无轨胶轮车的功率，kW；kdli—配风系数。第i个地点使用1台矿用防爆无轨胶轮车运输时kdli为1.0、使用2台矿用防爆无轨胶轮车运输时kdli为0.75、使用3台及以上矿用防爆无轨胶轮车运输时kdli为0.50；5.44—每千瓦每分钟应供给的最低风量，m3/min。矿井使用矿用防爆无轨胶轮车时，应进行风量验算，排出的各种有害气体被巷道风流稀释后，其浓度应符合《煤矿安全规程》的规定，有害气体浓度超出规定范围时，应按照有害气体的允许浓度重新计算该巷道的需风量。（1）井下上、下班时，1台（50kW）防爆无轨胶轮材料车、2台防爆无轨胶轮运人车（26kW）和1台（26kW）防爆无轨胶轮材料车同时工作：∑Q胶轮车＝5.44×1×50＋（0.75＋0.5）×5.44×26＋（5.44×0.5×26）＝519.52（m3/min）（2）井下正常生产时，2台（50kW）防爆无轨胶轮材料车、和2台（26kW）防爆无轨胶轮材料车同时工作：∑Q胶轮车＝（1＋0.75）×5.44×50＋0.5×2×5.44×26＝617.44（m3/min）（3）根据调查，井下工作面搬家时，矿方采用1台支架搬运车（200kW）工作：∑Q胶轮车＝1×5.44×200＝1088（m3/min）根据上述计算结果，考虑到为使井下具有良好的工作环境，稀释防爆无轨胶轮车（柴油机车）废气需风量取最大值，ΣQ胶轮车＝1088（m3/min）。6.井下其它用风巷道实际需要风量其它用风巷道所需风量按上述采煤、掘进、冲淡防爆无轨胶轮车尾气等所需风量总和的5%计算，则：∑Qrli＝∑Qcfi＋∑Qsci＋∑Qhfi＋∑Quri＋∑Q胶轮车）×Kaq＝（727＋363.5＋1170＋210＋1088）×5%＝178（m3/min）7.矿井实际需要总风量∑Qra＝（∑Qcfi＋∑Qsci＋∑Qhfi＋∑Quri＋∑Q胶轮车＋∑Qrli）×Kaq＝（727＋363.5＋1170＋210＋1088＋178）×1.2＝4484（m3/min）（二）矿井通风能力计算矿井通风系统生产能力核定采用由里向外核算法计算。1.单个采煤工作面正常生产条件下年产量计算：Aci＝330×10-4×Lci×hci×rci×bci×cci＝330×10-4×200×2.1×1.31×8.0×95%＝138.0（万t/a）式中：Aci—采煤工作面正常生产条件下年产量，万t/a；Lci—采煤工作面平均长度，12502工作面长度200m；hci—采煤工作面煤层平均采高，5-2煤层平均采高2.1m；rci—采煤工作面的原煤视密度，1.31t/m3；bci—采煤工作面正常生产条件下平均日推进度，根据《12502工作面作业规程》，循环进度0.8m，每班割5刀，每班进度4.0m，则两班日进度8.0m/d；cci—采煤工作面回采率，实际回采率95%。2.单个掘进工作面正常生产条件下年产量计算：经现场调查，两个配备两个综掘工作面（其中一个面还配备炮掘设备），其产量如下：Ahi＝330×10-4×Shi×rhi×bhi＝330×10-4×11×1.31×13.3＝6.3（万t/a）式中:Ahi—掘进工作面正常生产条件下年产量，万t/a；Shi—掘进工作面纯煤面积（平均值），11.0m2；rhi—掘进工作面的原煤视密度，1.31t/m3；bhi—掘进工作面正常生产条件下平均日推进度，13.3m/d。（三）通风系统生产能力计算：∑pc＝Aci×Ahi＝138.0×6.3＝144.3（万t/a）（三）矿井通风系统生产能力验证1.矿井主要通风机性能验证地面安装FBCDZ№27型防爆对旋轴流式主要通风机2台，功率2×250kw，2013年6月8日，陕西煤矿安全装备检测中心对回风斜井安装主要通风机进行了检测，检验结论均为：依据AQ1011-2005《煤矿在用主通风机系统安全检测检验规范》和《煤矿安全规程》所检项目综合判定均为：合格。矿井计算需要风量为4484m3/min，根据矿方2015年8月28日实际测定的测风报表，目前矿井总进风量4600m3/min，总回风量4758m3/min，主要通风机排风量5010m3/min，矿井有效风量为4538m3/min，有效风量率为90.58%，矿井负压为1005Pa，等积孔2.98m2。主扇风机实际运行工况点处在安全稳定、可靠合理的范围内。（2）矿井通风网络验证矿井通风网络符合《煤矿安全规程》规定，采掘工作面通风系统完善、合理，不存在不符合有关规定的串联通风、扩散通风、采空区等通风地点。矿井在实际生产过程中，能够根据需要及时调整矿井通风系统，定期与不定期对井下通风设施包括密闭、风门等进行全面检查和修复，从而达到良好的通风效果，使得通风系统更加稳定、合理、可靠。根据矿方2015年8月28日实际测定的测风报表，目前矿井总进风量4600m3/min，总回风量4758m3/min，主要通风机排风量5010m3/min，矿井有效风量为4538m3/min，有效风量率为90.58%，矿井负压为1005Pa，等积孔2.98m2。表明现阶段矿井通风难易程度为容易时期，通风网络中的通风阻力分配基本合理，通风阻力与风量匹配。因此，通风网络能力基本能够满足生产安全的需要。（3）用风地点有效风量验证根据矿方2015年8月28日实际测定的测风报表，矿井总进风量4600m3/min，矿井有效风量为4538m3/min，采掘面实际测到的风量，大于采掘面所需要风量；矿井其它用风点的有效风量能够满足要求，井巷中的风流速度、温度符合《煤矿安全规程》的有关规定。各用风地点有效风量验证见表3-7-4。（4）稀释瓦斯能力进行验证根据陕煤局发【2015】14号《陕西省煤炭生产安全监督管理局关于2014-2015年度矿井瓦斯等级鉴定结果的通知》，2014年度矿井瓦斯和CO2均批准为“低”等级，属瓦斯矿井。表3-7-4矿井用风地点有效风量验证表 序号 名称 地点 风量(m3/min) 风流速度(m/s) 温度(℃) 需要风量 实测风量 是否满足要求 规程规定 实际测定 是否符合要求 规程规定 实际测定 是否符合要求 1 矿井总进、总回 主斜井 2020 是 8 2.40 是 ≤26 18 是 副斜井 2580 是 8 2.41 是 ≤26 18 是 集中运输大巷 2020 是 8 2.59 是 ≤26 18 是 集中辅运大巷 2580 是 8 3.31 是 ≤26 18 是 西盘区运输大巷 2050 是 8 2.63 是 ≤26 18 是 西盘区辅运大巷 2500 是 8 3.21 是 ≤26 18 是 集中回风大巷 4550 是 8 5.44 是 ≤26 19 是 回风斜井 4758 是 15 7.48 是 ≤26 19 是 2 采煤工作面 12502运煤顺槽 460 是 0.25~4 0.59 是 ≤26 18 是 12502辅运顺槽 340 是 0.25~4 0.44 是 ≤26 18 是 12502工作面 727 800 是 0.25~4 1.21 是 ≤26 18 是 12502回风顺槽 800 是 0.25~4 1.03 是 ≤26 19 是 12504备用面 368 420 是 0.25~4 0.62 是 ≤26 19 是 3 掘进工作面 西盘区12506运顺 585 610 是 0.25~4 0.80 是 ≤26 19 是 4 硐室 煤仓回风斜巷 120 130 是 是 ≤30 19 是 5 其他地点 根据《煤矿安全规程》的有关规定，并结合开采实践瓦斯管理经验，矿井制定了严格的瓦斯管理制度，对瓦斯隐患能够早发现，早治理。在正常通风情况下，工作面、回风巷瓦斯含量没有出现瓦斯超限和瓦斯积聚现象，具体验证见表3-7-5。（四）矿井通风系统核定生产能力矿井属瓦斯矿井，通风系统完整、可靠，采掘工作面均实现了独立通风，没有不符合规定的串联通风、扩散通风和采空区通风，因此，没有《煤矿生产能力管理办法和核定标准》规定标准中所规定的扣减通风能力项目，各相关地点瓦斯检测结果低于《煤矿安全规程》的有关规定。经过以上计算和能力验证，矿井主要通风机实际运行工况点处于安全、稳定、合理、可靠的范围内；矿井通风阻力与主要通风机动力、性能相匹表3-7-5矿井稀释瓦斯能力验证表 序号 地点 规程规定 实际测定 是否满足要求 1 主斜井 0.00 是 2 副斜井 0.00 是 3 集中运输大巷 0.00 是 4 集中辅运大巷 0.00 是 5 西盘区运输大巷 0.00 是 6 西盘区辅运大巷 0.00 是 7 12502运煤顺槽 0.00 是 8 12502辅运顺槽 0.00 是 9 12502工作面 ＜1% 0.05 是 10 12502回风顺槽 ＜1% 0.05 是 11 12504备用面 ＜1% 0.02 是 12 西盘区12506运顺 ＜1% 0.04 是 13 煤仓回风斜巷 0.00 是 14 集中回风大巷 ＜0.75% 0.07 是 15 回风斜井 ＜0.75% 0.07 是 16 中央变电所、水泵房 0.00 是配，能够满足安全生产实际需要；矿井各用风地点及盘区有效风量均能够满足安全生产实际要求；各相关地点瓦斯检测结果均符合《煤矿安全规程》的有关规定；井巷中风速、温度等均符合《煤矿安全规程》规定。根据计算结果，核定矿井通风系统能力为144.3万t/a。见附表核井11-1表、核井11-2表、核井11-3表。三、问题及建议1、矿井通风系统必须本着“降低通风阻力、优化通风系统、简化通风网络、确保风流稳定、风速适中、风量满足”的原则进行管理和优化设计，保证通风系统的合理性和稳定性。2、矿井盘区、工作面生产计划、衔接安排必须充分考虑“一通三防”工作。3、矿井所有通风设施（风门、风桥、密闭等）构筑质量必须合格，通风设施设置必须满足通风安全的需要。4、应进一步完善各用风地点的风量分配计划，以便使主要通风机的实际运行工况点能够较好地处于安全、稳定、合理、可靠的范围内。第八节地面生产系统能力核定一、概况原煤由主斜井带式输送机提升运输至地面原煤仓，由给煤机给至入筛分车间输送机上，运至筛分车间，经筛分后＋80mm粒级产品经带式输送机运至块煤堆场，－80mm粒级的煤经带式输送机运至受煤坑，由给煤机给煤于带式输送机进入洗煤车间，经洗煤车间洗选后将产品煤30～80mm、－30mm粒级的精煤分别储存于储煤棚、末煤仓。地面筒仓储煤能力为1万吨，储煤棚储煤能力约1.2万t。地面煤仓及筒仓储煤能力可达到10d的矿井产量。产品煤外运采用汽车外运方式。二、计算过程及结果1、原煤运输、筛分环节WYK-2460振动分级筛：筛分能力1200t/h给煤机：给煤能力1200t/h则设备处理能力：A=330×16×A1/（k1×104）（万t/a）=330×16×1200/（1.2×104）（万t/a=528（万t/a）式中：A1—设备处理能力，取1200t/h；k1—系统中各环节设备处理能力不均衡系数，取1.2；根据计算结果，给煤、筛分等环节能力528万t/a。2、汽车装车外运环节矿井设有储存能力为5000t的筒仓两个，12000t的储煤棚一个，2000t的煤场一个，汽车装车采用轮式铲车装载机装煤，可5点同时装车，每辆车平均载重50t，装车能力为1000t/h。每天作业时间为16小时，不均衡系数取0.8。根据《煤矿生产能力管理办法和核定标准》有关规定，选取汽车外运能力核定公式：A=330×10-4×A1×k1×T（万t/a）式中：A——汽车年装车外运量，万t/a；k1——运输不均衡系数，外委汽车队取0.8；T——每日装车作业时间，16h/d；A1——小时装车能力，1000t/h。按下式计算：式中：G——每辆汽车平均载重，50t。n——可同时装车的仓口数和装载机台数，5点t1——每辆车平均调车时间，6min。t2——每辆车平均装车时间，14min。则汽车外运能力为：A=330×10-4×A1×k1×T（万t/a）=330×10-4×750×0.8×16（万t/a）=316.8（万t/a）根据计算结果，核定装车外运环节能力为316.8万t/a。3、地面生产系统能力根据以上计算结果，核定原煤运输、筛分等环节能力为528万t/a，核定装车外运能力为316.8万t/a，则核定地面生产系统能力为316.8万t/a。见附表核井12-1、12-2表。三、问题及建议1、合理安排煤炭生产经营，加强对储煤场的洒水防尘工作，防止煤炭自燃和环境污染。2、加强对运煤车辆的管理，防止交通事故发生。第九节选煤厂生产能力核定一、概况原煤经主斜井带式输送机运至地面，直接进入筛分车间进行预筛分，筛上＋80mm块原煤去除矸石及杂物，作为大块原煤产品，进入块原煤储煤场。筛下-80mm原煤由筛分车间至主厂房带式输送机运至主厂房。主厂房采用1台空气脉动跳汰机分选。分出的底流产品，由斗式提升机脱水后得到中煤、矸石两种产品，分别排水场外进入中煤、矸石仓；跳汰分选出的给到上次呢个分级筛脱水，筛上13~30mm小块精煤给到小块精煤皮带机在给入小块精煤上仓皮带机，运输到小块精煤仓。精煤脱水分级筛筛上30~80mm大块精煤给到大块精煤皮带机，运送至大块精煤储煤场。精煤脱水分级筛筛下-13mm末精煤经过两次离心机脱水，-0.5mm煤泥水进入末煤处理系统，0.5~13mm末精煤脱水后由末精煤皮带机转载至末煤上仓皮带机，进入末精煤仓。煤泥水采用浓缩旋流器处理，0.25~0.5mm的粗煤泥采用离心机脱水后排入末精煤皮带机入仓。-0.25mm细煤泥采用2台压滤机回收。产品煤外用采用汽车外运。二、计算过程及结果1、计算过程（1）原煤给料、筛分能力给煤机、原煤分级筛能力原煤分级筛YK2145，Q=450t/h，N=18.5Kw给煤机Q=450t/hA=330×16×A1/（k1×104）=330×16×450/（1.15×104）=206.6（万t/a）式中：A1—设备处理能力，取450t/h；k1—系统中各环节设备处理能力不均衡系数，取1.15。（2）洗选系统能力入洗原煤采用1台SKT-24跳汰机分选，处理能力240t/h，进入跳汰机-80mm原煤占占原煤比例80%，年处理能力为：A=330×16×A1/（k1×104）=330×16×240/（1.15×104）=110.2（万t/a）折算为原煤处理能力为：A=110.2÷80%=137.75（万t/a）（3）排矸系统能力入洗原煤采用2台跳汰机排矸，排矸石能力与洗选系统能力相同，为137.75万t/a。（4）主要运输设备能力1）入筛分车间带式输送机带宽1000mm，带速2.0m/s,输送量450t/h，则设备年运输能力：A=330×16×A1/（k1×104）=330×16×450/（1.15×104）=206.6（万t/a）2）入主厂房带式输送机带宽1000mm，带速1.6m/s,输送量350t/h，倾角5～14°入主厂房煤量占原煤比例80%，年处理能力为：A=330×16×A1/（k1×104）=330×16×350/（1.15×104）=160.7（万t/a）折算为原煤处理能力为：A=160.7÷80%=200.9（万t/a）3）块精煤带式输送机带宽800mm，带速1.6m/s,输送量100t/h，倾角0～14°入主厂房煤量占原煤比例20%，年处理能力为：A=330×16×A1/（k1×104）=330×16×100/（1.15×104）=45.9（万t/a）折算为原煤处理能力为：A=45.9÷20%=229.5（万t/a）4）小块精煤带式输送机带宽800mm，带速1.6m/s,输送量60t/h，倾角11°入主厂房煤量占原煤比例25%，年处理能力为：A=330×16×A1/（k1×104）=330×16×60/（1.15×104）=27.54（万t/a）折算为原煤处理能力为：A=27.54÷20%=137.7（万t/a）5）末精煤带式输送机带宽800mm，带速1.6m/s,输送量100t/h，倾角16°入主厂房煤量占原煤比例30%，年处理能力为：A=330×16×A1/（k1×104）=330×16×100/（1.15×104）=45.9（万t/a）折算为原煤处理能力为：A=45.9÷20%=229.5（万t/a）6）煤泥带式输送机带宽800mm，带速1.6m/s,输送量60t/h，倾角6.09°入主厂房煤量占原煤比例5%，年处理能力为：A=330×16×A1/（k1×104）=330×16×60/（1.15×104）=27.54（万t/a）折算为原煤处理能力为：A=27.54÷5%=550.8（万t/a）7）末煤上仓带式输送机带宽800mm，带速1.6m/s,输送量160t/h，倾角11.52°入主厂房煤量占原煤比例35%，年处理能力为：A=330×16×A1/（k1×104）=330×16×160/（1.15×104）=73.44（万t/a）折算为原煤处理能力为：A=73.44÷35%=210（万t/a）8）小块精煤上仓带式输送机带宽800mm，带速1.6m/s,输送量100t/h，倾角11.52°入主厂房煤量占原煤比例25%，年处理能力为：A=330×16×A1/（k1×104）=330×16×100/（1.15×104）=45.9（万t/a）折算为原煤处理能力为：A=45.9÷25%=183.6（万t/a）根据计算结果，主要运输设备能力为137.7万t/a。（5）煤泥水处理能力1）末精煤离心机、煤泥离心机0.5~13mm末精煤采用2台TLL1000型精煤离心机进行脱水处理，处理能力为2×80t/h,末精煤产出率占原煤比例3%,-0.5mm煤泥也采用两台TLL1000型煤泥离心机处理，处理能力相同，煤泥产出率占原煤比例2%,则设备处理能力为：A=330×16×A1/（k1×104）=330×16×2×80/（1.25×104）=253.44（万t/a）折算为原煤处理能力为：A=253.44÷3%=8448（万t/a）A=253.44÷2%=12672（万t/a）根据计算结果，离心机设备处理能力为8448万t/a。2）浓缩旋流器煤泥水采用1台浓缩旋流器进行处理，处理能力128t/h，进入旋流器的-0.5mm煤泥量占入场原煤比例为5%,则设备年处理能力为：A=330×16×A1/（k1×104）=330×16×128/（1.25×104）=54.1（万t/a）折算为原煤处理能力为：A=54.1÷5%=1081.3（万t/a）3）压滤机煤泥回收设备采用2台KXZ500/2000型压滤机加压过滤回收，加压过滤能力50t/h，煤泥占原煤比例0.5%，则压滤机处理能力为：A=330×16×A1/（k1×104）=330×16×2×50/（1.25×104）=42.24（万t/a）折算为原煤处理能力为：A=42.24÷0.5%=8448（万t/a）根据计算结果：煤泥水处理能力为1081.3万t/a。）煤泥水处理能力（6）原煤、产品煤储存与汽车外运环节矿井设有储存能力为5000t的筒仓两个，12000t的原煤棚一个，2000t的煤场一个，汽车装车采用轮式铲车装载机装煤，可5点同时装车，每辆车平均载重50t，装车能力为1000t/h。则汽车外用能力为：A=330×10-4×A1×k1×T式中：A——汽车年装车外运量，万t/a；k1——运输不均衡系数，外委汽车队取0.8；T——每日装车作业时间，16h/d；A1——小时装车能力，750t/h。按下式计算：式中：G——每辆汽车平均载重，50t。n——可同时装车的仓口数和装载机台数，5点t1——每辆车平均调车时间，6min。t2——每辆车平均装车时间，14min。则汽车外运能力为：A=330×10-4×A1×k1×T（万t/a）=330×10-4×750×0.8×16（万t/a）=316.8（万t/a）根据计算结果，核定装车外运环节能力为316.8万t/a。2、计算结果（1）原煤准备系统能力折算为矿井原煤处理能力206.6万t/a。（2）洗选系统能力折算为矿井原煤处理能力137.75万t/a。（3）排矸系统能力折算为矿井原煤处理能力137.75万t/a。（4）主要运输设备能力折算为矿井原煤处理能力137.75万t/a。（5）煤泥水处理能力折算为矿井原煤处理能力1081.3万t/a。（6）装车外运环节能力折算为矿井原煤处理能力316.8万t/a。根据以上计算结果：选煤厂折算矿井原煤处理能力为137.75万t/a。见附表核井13表。三、问题及建议1、加强原煤洗选设备管理及维护工作，保障系统正常运行。2、合理安排煤炭生产经营，加强对储煤场的洒水防尘工作，防止煤炭自燃和环境污染。3、加强对运煤车辆的管理，防止交通事故发生。第十节煤矿瓦斯抽采达标生产能力核定1.根据陕煤局发【2012】270号《陕西省煤炭生产安全监督管理局关于2012-2013年度矿井瓦斯等级鉴定结果的通知》，2012年度矿井瓦斯和CO2均批准为“低”等级，属瓦斯矿井。详见表3-9-1。2.根据陕煤局发【2015】14号《陕西省煤炭生产安全监督管理局关于2014-2015年度矿井瓦斯等级鉴定结果的通知》，2014年度矿井瓦斯和CO2表3-9-1瓦斯等级鉴定结果表 煤矿名称 矿井瓦斯 工作面最大瓦斯涌出量 矿井二氧化碳 瓦斯等级鉴定 绝对涌出量（m3/min） 相对涌出量（m3/t） 回采（m3/min） 掘进（m3/min） 绝对涌出量（m3/min） 相对涌出量（m3/t） 瑶渠煤业公司 0.60 0.09 0.09 低均批准为“低”等级，属瓦斯矿井。详见表3-9-2。表3-9-2瓦斯等级鉴定结果表 煤矿名称 矿井瓦斯 工作面最大瓦斯涌出量 矿井二氧化碳 瓦斯等级鉴定 绝对涌出量（m3/min） 相对涌出量（m3/t） 回采（m3/min） 掘进（m3/min） 绝对涌出量（m3/min） 相对涌出量（m3/t） 瑶渠煤业公司 1.17 0.81 0.24 3.21 2.22 低3.根据调查，该矿相邻大砭窑煤矿、大圪垯煤矿也开采5-2煤层，根据鉴定结果，瓦斯含量也极低，也从未发生过瓦斯事故，因此矿井不考虑建立瓦斯抽采系统。第十一节灭尘及六大系统核查情况一、灭尘系统井下消防洒水引自打渗井取水，通过管网输送至井下消防洒水高位水池，采用静压供水，供水管路采用Φ108mm钢管沿主斜井、副斜井井筒敷设下井，井下集中大巷、西盘区大巷均敷设Φ108mm钢管，工作面各顺槽敷设Φ60mm钢管。主运大巷每隔50m设供水阀门，其他巷道每隔100m设供水阀门，用于消防洒水和冲洗巷道取水。按照《煤矿安全规程》要求在井下皮带运输大巷、辅运大巷、回风大巷以及各采掘工作面巷道等地点均按规定设置了隔爆水棚，井下安设主要隔爆水棚共有6组，分别布置在集中皮带运输大巷、集中辅运大巷、集中回风大巷、西盘区皮带运输大巷、西盘区辅运大巷、西盘区回风大巷；辅助隔爆水棚共有8组，分别布置在12502工作面的皮带顺槽、辅运顺槽、回风顺槽，12504工作面的皮带顺槽、辅运顺槽、回风顺槽和12506工作面的皮带顺槽、辅运顺槽等地点，距工作面的距离约60～200m，以防煤尘爆炸时事故扩大。综采工作面采煤机配备内外喷雾降尘系统，液压支架设有喷雾洒水降尘系统；综掘机组采用内外喷雾系统；炮掘工作面采用湿式作业，放炮后洒水灭尘，喷射混凝土作业时，配备混凝土喷射机除尘器，各卸煤点、转载点设喷雾设施。井下设有净化水幕，水量及水质符合通风质量标准化要求。灭尘系统满足实际矿井生产要求，符合有关规定。二、井下安全避险六大系统1、安全监控系统矿井安装一套KJ110N型煤矿安全监测监控系统，系统设主机2台，1台工作、1台热备用，全矿共安装13台KJ110型监控分站，地面总站设在办公楼内，地面设3个分站，分别设在通风机房、主驱动机房、10KV变电所；井下设10个分站，分别设有中央变电所及水泵分站、永久避难硐室、井底煤仓、集中运输大巷分站、西盘区运输大巷分站、回风大巷分站、运输顺槽分站、回风顺槽分站、大巷掘进面分站、顺槽掘进面分站。配备CH4、CO、CO2、风速、温度、负压、烟雾、粉尘、设备开停等传感器对井下有害气体进行实时监测，并定期对设备进行调校、维护。2、人员定位系统矿井安装了KJ133型人员定位系统，设置4台人员定位分站，21台读卡器，配备人员标识卡对井下人员进行实时监测，跟踪定位。矿井建立了人员定位系统管理制度，配备了专职人员对设备进行定期管理维护。3、紧急避险系统矿井在盘区主运大巷与盘区辅运大巷之间，即在中央变电所的附近设有一处永久避难硐室，可容纳62人，硐室设有2个安全出口，压风自救装置、供水施救系统向硐室内供氧、供水。硐室内配备ZYX型隔绝式压缩氧自救器、矿灯、电话等配套设施。回采工作面运输顺槽和回风顺槽各设置临时避难硐室，可容纳20人，按照规定配备有救器、压风自救装置、供水施救系统、电话等配套设施。4、压风自救系统矿井工业场地建有空压机房，安装2台OLG-150A型螺杆式空气压缩机，额定排气量19.0m3/min，工作压力0.8MPa，配套电机功率110kW。压缩空气干管选用Ф108×4mm无缝钢管，沿主斜井敷设至井下集中大巷和盘区运输大巷，压风支管选用Φ57×3.5mm，敷设于顺槽和掘进工作面。5、供水施救系统井下供水施救与井下消防洒水共用一套管道系统，水源引自打井取水，通过地面切换阀门连接消防洒水管路实现井下供水水源切换。利用消防洒水管路系统向井下采掘工作面及相关硐室用水地点供水，实现灾变期间井下人员饮水需要。6、通信联络系统矿井采用“行调合一”通信系统，配备WS-848-128型数字程控调度交换机，容量为128门，下井通信电缆经中央变电所电话分线盒复接至井下各工作场所。井下主要地点安装30部调度电话，均可与调度总机直拨。该矿井下还安装有一套NC5200S型无线通信系统和一套KT202型应急广播系统用于应急调度指挥。矿井井下安全避险“六大系统”也已经相关部分验收通过，符合规范要求。第十二节安全程度、监测监控等核查情况一、矿井安全评价结论陕西博达伟业科技发展有限公司受瑶渠煤矿委托，依照国家有关法律、法规及煤矿安全评价标准，组织专家对矿井进行了安全验收评价，并于2013年11月编制完成了《神木县瑶渠煤业有限公司煤矿资源整合项目安全验收评价报告》。评价结论为：1.该矿审批程序合法，审批文件齐全，各类证件齐全有效，符合国家有关法律、法规要求。2.瑶渠煤矿联合试运转、生产系统及辅助系统运行基本正常，投入生产和使用的各项安全设施、设备、装置运行情况较好，达到生产要求。3.该矿安全管理体系健全、安全管理制度比较完善，安全管理工作到位，可以满足安全生产的要求。制定了安全生产责任制；矿长、其它主要管理人员通过安全培训合格，取得了相关的资格证；制定了职工安全教育培训计划并能认真落实。安全生产合法性基本符合国家有关法律、法规的要求。4.该矿资源整合项目的安全设施、设备基本做到了与主体工程同时设计、同时施工、同时投入生产和使用的要求，《开采设计》、《安全设施设计》设计的主要安全设施设备基本完成，各系统运行正常，为矿井安全保障能力打下良好的基础。5.该矿的安全设备均由有资质的机构依据有关标准、规程进行检验，检验结果合格。安全设施工程的施工单位、监理单位均具有相应资质，单项工程经煤炭工业陕西建设工程质量监督中心站进行了论证，全部合格。评价认为，矿井主要安全设施基本达到三同时要求，具备了验收条件。二、核查井上下安全监测监控系统情况矿井配备有足够的安全检测仪器、仪表及人员，制定有相应的管理制度。矿井安装一套KJ110N型煤矿安全监测监控系统，设置有地面中心站主机和终端，实现矿井安全生产监测、监控。监控设施，各种探头全部安装到位，实施24h连续检测。安全监测监控系统设主机2台，1台工作、1台热备用，全矿共安装13台KJ110-F8型监控分站，地面设3个分站，分别设在通风机房、主驱动机房、10KV变电所；井下设10个分站，安装各类传感器，其中：包括CH4传感器、风速传感器、负压传感器、CO传感器、CO2传感器、温度传感器、1设备开停传感器、粉尘传感器、顶板压力传感器、离层传感器、水位传感器、煤位传感器、烟雾传感器等，分别对井上下各工作地点的瓦斯、风速、负压、一氧化碳、温度、电流、电压、风门开闭、局扇及其它设备开停等进行监测、监控。监控系统符合《煤矿安全规程》和AQ1029-2007《煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范》有关规定，运行正常，各项监测数据准确，未发生超限报警及误报警现象。第四章煤矿生产能力核定结果第一节各环节能力核定结果分析根据《煤矿生产能力管理办法和核定标准》规定，生产能力核定标准分别对瑶渠煤矿的资源储量及服务年限、提升系统、井下排水系统、供电系统、井下运输系统、采掘工作面、通风系统、地面生产系统等主要生产系统环节进行了生产能力核定工作，其核定结果如下：1、截止2015年7月31日，矿井可采储量2242.6万t，由于该矿为资源整合矿井，根据有关规定，核定生产能力按100万t/a考虑，矿井剩余服务年限17.3a，符合有关规定。2、对矿井提升系统进行核查，主斜井提升系统已通过有资质的检测机构测试，保护装置完善、运转正常，技术档案齐全，各种运行、维护、检查、事故记录完备，每日强制性检查和维护时间都能达到4h以上。经计算，主斜井提升系统能力核定为416万t/a，副斜井采用防爆无轨胶轮车作为辅助运输材料及设备，副斜井提升系统能力核定为105万t/a，因此确定提升系统能力为105万t/a。3、对矿井排水系统设备、设施进行核查，排水系统已通过有资质的检测机构测试，排水系统运行正常，管理维护制度健全，各种运行、维护、检查、事故记录完备，有每年一次的全部工作水泵和备用水泵联合排水试验报告。经计算，正常涌水时排水能力为300万t/a，最大涌水时排水能力为425万t/a，核定矿井排水系统能力为300万t/a。4、对矿井供电系统设施、设备进行核查，矿井供电系统设施、设备的技术性能均达到规定要求，运行正常，矿井双回路供电电源线路和下井电缆符合规定要求。经计算，矿井电源线路供电能力为215.87万t/a，变压器供电能力为208.5万t/a，供电系统能力核定为208.5万t/a。5、对井下运输系统进行核查，井下主运输采用系统带式输送机，核定能力为326万t/a，辅助运输采用防爆无轨胶轮车，能力为105万t/a，核定取较小值，因此井下运输系统能力核定为105万t/a。6、对矿井采掘工作面进行核查，矿井采用长壁综合机械化采煤方法及综掘技术，采掘工作面布置符合《煤矿安全规程》有关规定，采掘工作面能力核定为117.3万t/a。7、对矿井通风系统进行核查，主通风机已通过有资质的检测机构测试，采掘工作面均实现了独立通风，未发现不符合规定的串联通风、扩散通风和采空区通风，经过对矿井通风系统主要参数计算和能力验证，矿井主要通风机实际运行处于安全、稳定的范围之内，通风动力与主要通风机性能相匹配，能够满足安全生产实际需要；矿井各相关地点瓦斯检测结果低于《煤矿安全规程》的有关规定，通风系统能力核定为144.3万t/a。8、对矿井地面生产系统进行核查，系统完善，运行正常，经计算核定地面生产系统能力为316.8万t/a。第二节煤炭资源保障程度分析1.根据陕西省国土资源厅陕国土资储备【2008】125号《陕西省神木县瑶渠煤业有限责任公司煤矿（整合区）勘探地质报告》评审备案证明，截止2008年4月30日，该矿5-2、5-2下煤层资源量为3844.9万t，保有资源储量3822.2万t（5-2煤层3304.9万t，5-2下煤层517.3万t）。2.根据神木县矿业地质测量管理站提供的该矿资源储量报表，截止2015年7月31日，矿井5-2煤层采动量260.2万t，保有资源储3562.0万t（其中5-2煤层保有储量3044.7万t；5-2下煤层保有储量517.3万t），可采储量2242.5万t，矿井剩余服务年限为17.3a，矿井提高生产能力的资源储量及剩余服务年限符合规定。第三节煤矿生产能力核定结果设计对瑶渠煤矿提升系统、井下排水系统、供电系统、井下运输系统、采掘工作面、通风系统、地面生产系统等主要生产系统生产能力分别进行核定，深入煤矿井下现场和地面生产系统进行数据测试，数据资料分析，验证计算结果，根据矿井生产能力核定原则，可得煤矿核定生产能力为：P矿＝min｛P提升，P排水，P供电，P运输，P采掘，P通风，P地面生产｝＝min｛105，300，208.5，105，117.3，144.3，316.8｝从核定的情况分析，瑶渠煤矿提升系统和井下运输系统能力最低，为105万t/a。根据核定煤矿生产能力档次划分的标准，60万t/a至120万t/a矿井，以10万t/a为一档次，核定矿井综合生产能力为100万t/a，矿井剩余服务年限为17.3a，符合有关规定，矿井生产能力核定最终结果为100万t/a。第五章各生产系统（环节）主要问题与建议通过对瑶渠煤矿提升系统、井下排水系统、供电系统、井下运输系统、采掘工作面、通风系统、地面生产系统等主要生产系统（环节）的核查，矿井各主要生产系统运行正常，满足矿井100万t/a要求。为保证矿井提升生产能力后的安全生产，特提出如下建议：1.建议矿井加强各主要生产系统的维护、检查，确保各系统保护装置齐全有效、系统运行正常，以保证矿井安全生产。2.矿井应加强架空线路巡检和维护工作，确保矿井双回路供电线路正常工作。3.必须加强工人技术培训，提高作业人员技术素质，进一步落实采煤工作面回采过程中各项安全技术措施，以适应采煤方法改造后的生产需要，确保回采工作面的安全生产。4.加强对运煤车的管理，防止交通事故发生。5.加强职工安全培训教育，保整各项规章制度、安全技术措施落实到位，保证矿井安全生产。6.矿井应随井下生产系统的变化，及时调整和完善“六大系统”。建立应急演练制度，科学确定避灾路线，提高煤矿安全保障能力，促进煤矿安全生产。煤矿生产能力核定表核定煤矿名称：神木县瑶渠煤业有限责任公司生产能力核定单位（公章）：生产能力核定法定代表人（签字）：生产能力核定项目负责人（签字）：核定时间：2015年8月15日至2015年9月5日联系人：魏澎灏联系电话：029-84199390煤矿生产能力核定表目录 井工煤矿 序号 表号 种类 1 核井01表 井工煤矿生产能力核定人员及核定结果汇总表 2 核井02表 煤矿基本情况表 3 核井03表 上年主要技术经济指标表 4 核井04表 煤矿前3年实际产量和后3年预安排产量表 5 核井05-1表 上年底煤矿资源储量表 6 核井05-2表 上年底各煤层可采储量表 7 核井06-1表 主井提升能力核定表 8 核井06-2表 主井提升带式输送机能力核定表 9 核井06-3表 副井提升能力核定表 10 核井06-4表 混合井提升能力核定表 11 核井07表 排水能力核定表 12 核井08表 供电能力核定表 13 核井09-1表 井下运输能力核定表 14 核井09-2表 无轨胶轮车主要运输能力核定表 15 核井09-3表 无轨胶轮车辅助运输能力核定表 16 核井10表 采掘工作面能力核定表 17 核井11-1表 矿井通风能力核定表 18 核井11-2表 采煤工作面通风参数表 19 核井11-3表 掘进工作面通风表 20 核井12表 矿井瓦斯抽采达标生产能力核定表 21 核井13-1表 地面生产系统能力核定表 22 核井13-2表 汽车运输能力核定表 23 核井13-3表 铁路运输能力核定表 24 核井14表 选煤厂生产能力核定表说明：上述表格均有煤炭生产能力核定资质单位据核定情况负责填写；由委托生产能力核定的煤矿按《煤矿生产能力核定管理办法》规定，上报主管部门（单位）。井工煤矿生产能力核定人员及核定结果汇总表核井01表 核定煤矿名称：神木县瑶渠煤业有限责任公司 地址：神木县解家堡乡大柏堡村 采矿许可证号：C6100002010041120061017 安全生产许可证号：（陕）MK安许证字〔121126〕 核定时间：2015年8月15日至2015年9月5日 生产系统 核定结果/（万t/a） 核定专业技术人员（签字） 生产系统 核定结果（万t/a） 核定专业技术人员（签字）： 提升系统 105 供电系统 208.5 井下运输系统 105 采掘工作面 117.3 通风系统 144.3 地面生产系统 316.8 排水系统 300 选煤厂 / 瓦斯抽采达标能力 / 本次核定综合生产能力：100万t/a 剩余服务年限：17.3a 核定单位法定代表人（签字）：2015年9月5日 核定单位项目负责人（签字）：2015年9月5日煤矿基本情况表核定煤矿名称：神木县瑶渠煤业有限责任公司核井02表 序号 项目名称 单位 内容 备注 序号 项目名称 单位 内容 备注 （1） （2） （3） （4） （1） （2） （3） （4） 1 建矿（井）起始日期 2011.11 26 地质条件分类 简单 2 投产日期 2013.9 27 自燃发火等级 Ⅰ类容易自燃 3 设计能力 万t/a 60 28 开拓方式 斜井 4 原设计服务年限 a 28.97 29 煤种 长焰煤、不粘煤 5 达产日期 2014.1 30 煤层编号及灰分 % 5-2煤层、8.11 6 扩建技改起止日期 31 煤层编号及硫分 % 5-2煤层、0.33 7 扩建规模（扩前/扩后） 万t/a 32 煤层编号及发热量 MJ/kg 5-2煤层、30.60 8 井田面积 km2 20.3555 33 上一年末职工总人数 人 298 9 井田走向长 km 3.4～6.5 其中：原煤生产人员 人 240 10 井田倾斜宽 km 2.1～3.9 回采工人 人 85 11 上一年末可采储量 万t 2304.4 掘进工人 人 50 12 煤层倾角 ° 1 农民轮换工总数 人 / 13 煤层生产能力 t/m2 2.751 专业技术人员总数 人 20 14 回采工作面平均个数 个 1 参加培训人数 人 298 15 掘进工作面平均个数 个 2 特殊工种人数 人 51 16 矿井水平个数、标高 1个、＋1098.0 34 现主要生产技术安全科室数 个 17 现主采水平、标高 一水平、＋1098.0 35 其中：配备的专业人员数 人 20 18 矿井开采最低深度 ＋1085.0 36 现开采深度 m ＋1105.0 19 现采水平矿井温度 19℃ 37 现准备采区个数、名称 1、西盘区 20 可采煤层数及编号 2层：5-2、5-2下煤层 38 主采煤层上一年产量 万t 116.1 21 可采煤层总厚 m 3.07 39 上一年动用资源储量 万t 122.1 22 主采煤层编号 5-2煤层 40 上一年损失资源储量 万t 6.0 23 主采煤层厚度 m 2.32 41 上一年采区回采率 % 85 24 现生产采区个数、名称 二个、西盘区 42 上一年总产量 万t 116.1 25 瓦斯等级 瓦斯矿井 43 上一年总进尺 m 4860 说明：扩建规模指最后一次扩建规模。上一年主要技术经济指标表核定煤矿名称：神木县瑶渠煤业有限责任公司核井03表 序号 项目名称 计量单位 备注 序号 项目名称 计量单位 数量 备注 （1） （2） （3） （1） （2） （3） （4） 1 产值经营总额 万元 22059.0 13 采区回采率 % 85 其中：煤炭 万元 22059.0 14 平均单进水平 米/个/月 400 非煤 万元 其中：煤巷 米/个/月 400 2 原煤产量 万吨 116.1 半煤巷 米/个/月 3 商品煤产量 万吨 116.1 岩巷 米/个/月 4 掘进总进尺 米 4860 15 综合掘进率 米/万吨 400 其中：开拓进尺 米 / 其中：生产掘进率 米/万吨 400 5 全员劳动效率 吨工 11.8 开拓掘进率 米/万吨 其中：回采工效 吨/工 13.8 16 采煤机械化程度 % 掘进工效 米/工 4.2 其中：综放 % 6 商品煤品种及灰分 % 5-2煤层、8.11 综采 % 综采 7 商品煤品种及硫分 % 5-2煤层、0.33 高档 % 8 商品煤品种及发热量 MJ/kg 5-2煤层、30.60 17 掘进装载机械化程度 % 80 9 工业产值综合能耗 吨/万元 / 其中：综掘 % 80 10 企业综合电力消耗 kW·h/t 13.55 18 综合单位成本 元/吨 170 11 企业坑木消耗 m3/万吨 / 其中：原煤单位成本 元/吨 84 12 平均单产水平 吨/个/月 92000 19 商品煤平均售价 元/吨 190 其中：综放 吨/个/月 20 利润或亏损 万元 2322.0 综采 吨/个/月 92000 其中：煤炭 万元 2322.0 高档 吨/个/月 非煤 万元 普采 吨/个/月 21 上缴税金 万元 水采 吨/个/月 其中：煤炭 万元 炮采 吨/个/月 非煤 万元 其中：1.3米以下 吨/个/月 22 百万吨死亡率 人/百万吨 0 1.3米以上 吨/个/月 92000 3.5米以上 吨/个/月 说明：仅生产原煤和核算原煤成本的煤矿，部分指标可不填。煤矿前3年实际产量和后3年预安排产量表核定煤矿名称：神木县瑶渠煤业有限责任公司单位：万吨核井04表 序号 项目 前第三年产量 前第二年产量 前一年产量 核定能力年度预计 明年安排 后第二年安排 后第三年安排 备注 （1） （2） （3） （4） （5） （6） （7） （8） （9） 合计 15.0 41.8 116.1 100 100 100 100 15.0 41.8 116.1 100 100 100 100 井 矿井为基建期 矿井为基建期及联合试运转期 其中：回采煤量 37.0 109.1 94.0 94.0 94.0 94.0 掘进煤量 15 4.8 7.0 6.0 6.0 6.0 6.0 说明：所填报产量要与历年上报统计数据一致。上年底煤炭资源储量表核定煤矿名称：神木县瑶渠煤业有限责任公司单位：万t核井05-1表 煤层编号 2014年底 各类资源储量（年底） 可采储量 核定储量 服务年限 备注 保有资源储量 111 111b 121 121b 122 122b 331 332 333 334 （1） （2） （3） （4） （5） （6） （7） （8） （9） （10） （11） （12） （13） （14） （15） 5-2煤层 3123.0 1485.8 114.0 1523.2 1945.7 100 14.9 5-2下煤层 517.3 228.6 288.7 358.7 100 2.8 合计 3640.3 1485.8 342.6 1811.9 2304.4 100 17.7 说明：1、分煤层填报各类资源储量。2、条带开采、房柱开采等的三下压煤量、可回收的工广、大巷煤柱等乘以回收率后列为可采储量，列为111、121；3、备注栏中注明“三下”压煤的开采方法及选取的采出率数，注明计算资源储量的最低开采厚度。上年底可采储量表核定煤矿名称：神木县瑶渠煤业有限责任公司核井05-3表 煤层编号 煤层厚度（m） 煤层间距 煤层倾角 煤层生产能力 年末可采储量 煤种 煤层结构 灰分 硫分 备注 平均 最小 最大 （m） （°） （t/m2） （万t） （%） （%） （1） （2） （3） （4） （5） （6） （7） （8） （9） （10） （11） （12） 5-2煤层 2.10 2.02 2.21 下距平均4m 1 2.751 1945.7 长焰煤 简单 8.11 0.33 主要可采 5-2下煤层 0.75 0.20 1.18 1 0.96 358.7 不粘煤 简单 5.74 0.42 主要可采 合计 2.85 3.711 2304.4 说明：1、有煤或瓦斯突出、冲击地压、高温热害、突水水患的煤层在备注栏注明；2、表中（7）按新标准填写。主井提升能力核定表核定煤矿名称：神木县瑶渠煤业有限责任公司核井06-1表 序号 项目 单位 井 计算公式 （1） （2） （3） （4） 1 提升高度（斜长） m 式中：A——主井提升能力，万t/a；b——年工作日，330天；t——日提升时间，16h或18h，按《标准》第十一条规定选取；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，无缓冲仓时取1.2；k2——提升设备能力富余系数，取1.1~1.2；T——每提升一次循环时间（s/次）。 2 主要技术特征 提升机型号 提升机厂家、出厂日期 m×m 滚筒直径×宽度（多绳：直径×绳数） m/s 提升最大速度 kw 电动机功率 电机厂家、出厂日期 3 提升容器 箕斗载煤量 t 罐笼层数（串车单双钩） 层 每层罐笼装车数（串车每钩矿车数） 辆 矿车规格 t 4 采用数据 提升一次循环时间T s/次 每次提升煤量PM t/次 装满系数k1 提升不均匀系数k2 提升能力富余系数A 5 核定提升能力 万t/a 6 上次核定提升能力 万t/a 说明：本表适用于采用箕斗、罐笼、串车方式提升的主井。主井提升带式输送机能力核定表煤矿名称：神木县瑶渠煤业有限责任公司核井06-2表 序号 项目 单位 主斜井 计算公式 （1） （2） （3） （4） 1 提升高度（斜长） m 65（289） 1.钢绳芯胶带（或普通胶带）输送机；（1）式中A——年运输量，万t/a；k——输送机负载断面系数；B——输送机带宽，m；v——输送机带速，m/s；γ——松散煤堆容积重，t/m3。取0.85~0.9；C——输送机倾角系数；k1——运输不均匀系数，取1.2；t——日提升时间，16h或18h，按第十一条规定选取。2．钢绳芯牵引输送机：EMBEDEquation.3（2）式中k′＋k″——输送机负载断面系数。3．按实测胶带轮运输状况计算公式：（3）式中W——单位输送机长度上的负载量，kg/m；其它符号及单位同（1）式。 2 主要技术特征 提升机型号 DTL/120/120/2×250 制造厂家、出厂日期 大同市同华矿机制造有限责任有限公司，2012年4月 带宽 mm 1200 带速 m/s 3.1 设计运输能力 t/h 872.29 电动机功率及台数 n×kW 2×250 倾角 ° 13 长度 m 289 是否乘人 否 3 采用数据 松散煤堆容积密度γ t/m3 0.85 输送机倾角系数C 13 物料煤动堆积角θ ° 25 钢绳芯带式输送机带面上负载断面系数k 1.2 钢绳芯牵引输送机带面上负载断面系数k′ 钢绳芯牵引输送机带面上负载断面系数k″ 实测小时运输能力 t/h 4 核定运输能力A 万t/a 644.8 5 上次核定运输能力 万t/a 副井提升能力核定表核定煤矿名称：神木县瑶渠煤业有限责任公司核井06-3表 序号 项目 单位 井 计算公式 （1） （2） （3） （4） 1 提升高度（斜长） m 式中：A——副井提升核定能力，万t/a；R——出矸率，%；PG——每次提矸重量t/次；TG——提矸循环时间，s/次；M——吨煤用材料比重，%；PC——每次提升材料重量，t/次；TC——每次提升材料循环时间，s/次；D——每班下其他材料次数，次/班；TQ——下其他材料每次循环时间，s/次；TR——每班上下人总时间，s/班。 2 主要技术特征 提升机型号 厂家、出厂日期 滚筒直径×宽度（多绳：直径×绳数） m×m 提升最大速度 m/s 电机功率 kW 电机厂家、出厂日期 罐笼层数（串车单双钩） 层 罐笼每层矿车数（串车每钩矿车数） 辆 矿车规格 T 3 采用数据 出矸率R % 每次提矸重量PG t/次 提矸循环时间TG s/次 吨煤用材料比重M % 每次提升材料重量PC t/次 每次提升材料循环时间TC s/次 每班下其他材料次数D 次/班 下其他材料一次循环时间TQ s/次 每班上下人总时间TR s/班 4 核定提升能力A 万t/a 5 上次核定提升能力 万t/a 混合井提升能力核定表核定煤矿名称：神木县瑶渠煤业有限责任公司核井06-4表 序号 项目 单位 井 井 井 计算公式 （1） （2） （3） （4） （5） （6） 1 提升高度（斜长） m 式中：A——混合提升核定能力，万t/a；R——出矸率,%；PG——每次提矸重量，t/次；TG——提矸循环时间，s/次；TM——提煤一次循环时间，t/次；M——吨煤用材料比重，%；PC——每次提升材料重量，t/次；TC——每次提升材料循环时间，s/次；D——每班下其他材料次数，次/班；TQ——下其他材料每次循环时间，s/次；TR——每班上下人总时间，s/班；K1——提煤和提矸不均匀系数，取1.25。 2 主要技术特征 提升机型号 厂家、出厂日期 滚筒直径×宽度（多绳：直径×绳数） m×m 最大速度 m/s 电机功率 kW 电机厂家、出厂日期 罐笼层数（串车单双钩） 层 罐笼每层矿车数（串车每钩矿车数） 辆 矿车规格 t 3 采用数据 出矸率R % 每次提矸重量PG t/次 提矸循环时间TG s/次 吨煤用材料比重M % 每次提升材料重量PC t/次 每次提升材料循环时间TC s/次 每班下其他材料次数D 次/班 下其他材料每次循环时间TQ s/次 每班上下人总时间TR s/班 提煤一次循环时间TM t/次 每次提升煤量PM t/次 4 核定提升能力A 万t/a 5 上次核定提升能力 万t/a 排水能力核定表核定煤矿名称：神木县瑶渠煤业有限责任公司核井07表 序号 项目 单位 主斜井 计算公式 一水平 （1） （2） （3） （5） 1 主要技术特征 水泵型号 BQS50-200/3-75/N（三台） 1．排矿井正常涌水：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/h；Pn—近5年最大的年度平均日产吨煤所需排出的正常涌水量，m3/t。2．排矿井最大涌水：式中Am—排最大涌水时的能力，万t/a；Bm—工作水泵加备用水泵的实际小时排水能力；m3/hPm—近5年最大的年度平均日产吨煤所需排出的最大涌水量m3/t。 水泵制造厂家、出厂日期 济宁安泰矿山设备制造有限公司，2012、10 电动机功率 kW 75 电动机厂家、出厂日期 济宁安泰矿山设备制造有限公司，2012、10 工作水泵总排水能力 m3/h 55.86 工作水泵加备用水泵总排水能力 m3/h 109.87 排水高度 m 105 排水管趟数 趟 2 排水管直径 mm 108 水仓实际容量 m3 1400 2 采用数据 矿井正常涌水量Qn m3/h 18 近5年最大的年度平均日产吨煤所需排出的正常涌水量Pn m3/t 0.1228 工作水泵小时排水能力Bn m3/h 55.86 矿井最大涌水量Qm m3/h 25 近5年最大的年度平均日产吨煤所需排出的最大涌水量Pm m3/t 0.33 工作水泵加备用水泵的实际小时排水能力Bm m3/h 109.87 3 核定矿井排水能力A 300 4 上次核定排水能力 万t/a 供电能力核定表核定煤矿名称：神木县瑶渠煤业有限责任公司核井08表 序号 项目 单位 合计 井 备注 （1） （2） （3） （4） （5） 1 矿（井）设备装机总容量 kW 5970 2 矿（井）运行设备总容量 kW 3685 3 上年度矿（井）总用电量 万kWh 1572 4 上年度矿（井）综合电耗 kWh/t 13.55 上年度矿（井）原煤电耗 kWh/t 5 矿（井）电源线路：电压、截面、长度 kV、mm2、km 10、185、4 矿（井）备用电源线路：电压、截面、长度 kV、mm2、km 10、185、7.0 6 矿（井）变压器：电压、容量、台数 kV、kVA、台 10、5945、10 矿（井）备用变压器：电压、容量、台数 kV、kVA、台 10、815、2 7 自备电站类型 / 自备电站容量及台数 kW、台 / 8 下井电缆电压、截面、长度、条数 kV、mm2、km、条 10、185、1500、2 9 电源线路折算矿（井）生产能力 万t/a 215.87 10 主变压器折算矿（井）生产能力 万t/a 208.5 11 自备电站折算矿（井）生产能力 万t/a / 12 核定矿（井）供电能力 万t/a 208.5 13 上次核定矿（井）供电能力 万t/a 井下运输能力核定表煤矿名称：神木县瑶渠煤业有限责任公司核井09-1表 序号 项目 单位 一水平 计算公式 顺槽 大巷 斜巷 1 2 3 4 5 6 1 运输长度 km 1.9 1.6 1.2 1．电机车运输大巷运输及井底车场通过能力计算公式：式中N—每列车矿车数，辆/列；G—每个车载煤量，t/辆；R—通过大巷运输矸石占原煤比重，%；k1—不均匀系数，取1.15；T—大巷中相邻两列车间隔时间，min/列；按煤矿现有运煤列车计算公式：式中：L—大巷运输距离，m；v—列车运行速度，m/min；T1—装车调试时间，含中途停车时间，min；T2—卸载调车时间，min；n—运煤列车的列数，列。2．用带式输送机运输时年能力计算按主井提升带式输送机公式计算。3．暗斜（立）井提升按主副井或混合井提升公式计算。 2 运输方式（轨道或运输机） 胶带输送机 胶带输送机 胶带输送机 3 运输装备技术特征 轨道运输 矿车型号及载重 --/t 电机车型号 每列车矿车数N 辆/列 每辆车载煤量G t/辆 通过大巷运输矸石等占原煤比重R % 大巷中相邻两列车间隔时间T min/列 不均匀系数k1 带式输送机 小时运输能力 t/h 584.6 975.27 814.28 带速 m/s 3.1 3.12 3.09 带宽 mm 1000 1200 1200 型号 DSJ100/60/2×315 DTL120/120/2×200 DTL120/120/2×132 4 核定运输能力A 万t/a 505.3 769.08 761.7 5 上次核定运输能力 万t/a 无轨胶轮车主要运输能力核定表核定煤矿名称：神木县瑶渠煤业有限责任公司核井09-2表 序号 项目 单位 井 井 计算公式 1 2 3 4 （1） （2） （3） （4） （5） （6） （7） 1 采用数据 胶轮车载重量G t/台 EMBEDEquation.3式中：A——运输能力，万t/a；t——每天工作时间，h/d，取16h/d；G——胶轮车载重量，t/台；k1——运输不均衡系数，取1.2；n——胶轮车平均日工作台数，台；T——运输一次循环时间，min/次。EMBEDEquation.3式中：L——加权平均运输距离，m；V——胶轮车平均运行速度，m/min；t1——装车调车时间（含中途停车时间），min；t2——卸车调车时间，min；验算井底车场和大巷通过能力公式：式中：G——胶轮车载重量，t/台；kx——运输线路系数，单线时为0.5，完全形成环线时为1；R——矸石占煤产量比重，%；k1——不均衡系数，取1.2；T′——大巷中相邻两车间隔时间，min，取0.5。 胶轮车平均日工作台数n 台 运输一次循环时间T min/次 每天工作时间t h/d 运输不均衡系数k1 矸石占煤产量比重R % 相邻两车间隔时间T min 加权平均运输距离L m 胶轮车平均运行速度v m/min 装车调车时间t1 min 卸车调车时间t2 min 运输线路系数kx 2 计算运输能力A′ 万t/a 3 验算通过能力A 万t/a 4 核定运输能力 万t/a 5 上次核定运输能力 万t/a 无轨胶轮车辅助运输能力核定表核定煤矿名称：神木县瑶渠煤业有限责任公司核井09-3表 序号 项目 单位 井 井 计算公式 1 3 （1） （2） （3） （4） （5） 1 采用数据 吨煤用材料比重M % 2 式中：A——辅助运输核定能力，万t/a；M——吨煤用材料比重，%；Pc——每次运输材料重量，t/次；tc——运材料车间隔时间，s；D——每班运其他材料次数，s；tQ——运其他材料车间隔时间，s；tR——每班运人车辆间隔总时间，s；R——矸石占原煤产量比重，%；PG——每次运矸石重量，t/次；tG——运矸石车间隔时间，s；kx——运输路线系数；辅运为单线时为0.5，辅运完全形成环线时为1，辅运平硐以下形成环线时为0.8。 每次运输材料重量PC t/次 4 运材料车间隔时间tC S 1200 每班运其他材料次数D 次/班 5 运其他材料车间隔时间tQ s 1200 每班运人车辆间隔总时间tR s 240 矸石占原煤产量比重R % 0 每次运矸石重量PG t/次 0 运矸石车间隔时间tG s 0 运输路线系数kx 0.5 2 核定运输能力A 万t/a 116.82 3 上次核定运输能力 万t/a 采掘工作面能力核定表核定煤矿名称：神木县瑶渠煤业有限责任公司核井10表 项目 前3年采掘工作面平均水平 本次核定采掘工作面能力 上次核定采掘工作面能力 回采产量 平均工作面个数 平均长度 平均年推进度 煤层生产能力 平均单产 掘进煤量 采掘煤量合计 回采产量 平均工作面个数 平均长度 平均年推进度 煤层生产能力 平均单产 掘进煤量 采掘煤量合计 (万t/a) (个/a) (m/个) (m/a/个) (t/m2) (万t/个·月) (万t/a) (万t/a) (万t/a) (个/a) (m/个) (m/a/个) (t/m2) (万t/个·月) (万t/a) (万t/a) (万t/a) （1） （2） （3） （4） （5） （6） （7） （8） （9） （10） （11） （12） （13） （14） （15） （16） （17） 合计 109.1 1 200 2610 2.751 9.1 7 116.1 110.4 1 200 2640 2.751 9.2 6.9 117.3 1、按煤层厚度分列 1.3米以下 1.3~3.5米 109.1 1 200 2610 2.751 9.1 7 116.1 110.4 1 200 2640 2.751 9.2 6.9 117.3 3.5米以上 2、按采煤工艺分列 综放 综采 109.1 1 200 2610 2.751 9.1 7 116.1 110.4 1 200 2640 2.751 9.2 6.9 117.3 高档 普采 水采 炮采 矿井通风能力核定表核定煤矿名称：神木县瑶渠煤业有限责任公司核井11-1表 序号 项目 单位 风井 风井 备注 （1） （2） （3） （4） （6） 1 通风现状主要技术特征 矿井通风方式 中央并列式 矿井需要风量 m3/min 4484 矿井总进风量 m3/min 4600 矿井总排风量 m3/min 5010 通风机排风量 矿井有效风量 m3/min 4538 矿井有效风量率 % 90.58 矿井等积孔 m2 2.98 矿井瓦斯等级 瓦斯矿井 矿井瓦斯绝对涌出量 m3/min 1.17 矿井瓦斯相对涌出量 m3/t 0.45 矿井外部漏风率 ﹪ 5 主要通风机型号 FBCDZ-№27 主要通风机出厂日期、制造厂家 2012,6,1山西渝煤科安运风机有限公司 主要通风机电机出厂日期、制造厂家 佳木斯电机股份有限公司 电机型号、功率 YBF400S-82×250KW 2 采用数据 采煤工作面个数 个 1 备用采煤工作面个数 个 1 掘进工作面个数 个 1 采煤工作面正常条件下年产量 万t/a 138.0 掘进工作面正常条件下年产量 万t/a 6.3 扣除采煤工作面年产量 万t/a 扣除掘进工作面年产量 万t/a 3 核定通风系统生产能力A 万t/a 144.3 4 上次核定通风能力 万t/a 采煤工作面通风参数表核定煤矿名称：神木县瑶渠煤业有限责任公司核井11-2表 工作面编号 温度 面长 最大控顶距 最小控顶距 采高 回采工艺 CO2 CH4 人数 炮采工作面一次炸药最大用量 风速 （℃） （m） （m） （m） （m） （m3/min） （m3/min） （人） （kg） （m/s） （1） （2） （3） （4） （5） （6） （7） （8） （9） （10） （11） 西盘区12502综采面 18 200 5.3 4.4 2.1 综采 绝对涌出量2.04 绝对涌出量1.17 14 / 1.1 掘进工作面通风参数表核定煤矿名称：神木县瑶渠煤业有限责任公司核井11-3表 工作面编号 局扇型号 功率 风筒直径 局扇供风距离 局扇实际吸风量 CO2 CH4 一次炸药最大用量 人数 断面 温度 风速 （kw） （mm） （m） （m3/min） （m3/min） （m3/min） （kg） （人） （m2） （℃） （m/s） （1） （2） （3） （4） （5） （6） （7） （8） （9） （10） （11） （12） 西盘区12506顺槽掘进 FBD№7.1 30×2 800 1200 390 0.48 0.24 6 8 13.0 18 0.75 西盘区大巷掘进 FBD№7.1 30×2 800 1200 390 0.48 0.24 6 8 13.0 18 0.75 矿井瓦斯抽采达标生产能力核定表核定煤矿名称：神木县瑶渠煤业有限责任公司核井12表 序号 项目 单位 矿井 系统 系统 系统 系统 （1） （2） （3） （4） 1 瓦斯抽采系统技术特征 瓦斯抽采系统数量 个 瓦斯抽采泵站运行泵的数量 台 瓦斯抽采泵站备用泵的数量 台 瓦斯抽采的联网方式 瓦斯抽采泵的型号 瓦斯抽采电动机型号，功率 kW 瓦斯抽采泵出厂日期，制造厂家 矿井每套抽采主管路内径 mm 瓦斯抽采单台泵的额定流量 m3/min 矿井瓦斯抽采系统额定流量 m3/min 矿井上年度抽采瓦斯量 m3/a 矿井总排风量 m3/min 矿井上年实际年产量 万t/a 2 采用数据 当地大气压力pa kPa 单台瓦斯抽采泵年平均抽采瓦斯浓度c % 单台运行泵的平均运行负压pb kPa 矿井相对瓦斯涌出量q m3/min 矿井超前抽采系数 矿井瓦斯抽采率 % 每套管道中混合瓦斯的经济流速 m/s 3 计算矿井瓦斯抽采达标生产能力 万t/a 4 抽采生产能力验证结果 万t/a 5 核定矿井瓦斯抽采达标生产能力A 万t/a 6 上次核定瓦斯矿井抽采达标生产能力 万t/a 地面生产系统能力核定表煤矿名称：神木县瑶渠煤业有限责任公司核井13-1表 序号 项目 单位 合计 井 井 备注 （1） （2） （3） （4） （5） （6） 1 运输筛分 分级粒度 mm 80以上30-8030以下 原煤输送机小时运输能力 t/h 1200 上仓输送带小时运输能力 t/h 600 破碎设备小时处理能力 t/h 2000 筛分设备小时处理能力 t/h 1200 年处理能力 万t/a 528 2 装车能力 装车方式（单点或多点） 装车主要设备形式（输送带或装车闸门） 装车闸门 装车主要设备小时装车能力 t/h 装满一列车需要时间 min 装车仓总容量 t 3 铁路运输能力 每列车平均载重 t/列 每天列车数 列/天 年铁路外运煤能力 万t/a 4 贮煤能力 贮煤场形式及容量 2×5000t筒仓＋12000t储煤棚 贮煤场缓冲生产天数 d 10 5 汽运能力 小时装运能力 t/h 1000 年运煤能力 万t/a 316.8 6 核定地面生产系统能力 万t/a 316.8 7 上次核定地面生产系统能力 万t/a 说明：运输筛分年处理能力指运输筛分环节中最小环节的年能力。汽车运输能力核定表煤矿名称：神木县瑶渠煤业有限责任公司核井13-2表 序号 项目 单位 数量 计算公式 （1） （2） （3） （4） 1 每辆车平均载重 t 30 式中A—年装车外运量，万t/a；k1—运输不均匀系数，煤矿自有汽车队取0.9，外委汽车队取0.8；T—每日装车能力，t/h；按下式计算：式中G—每辆车平均载重，t；n—可同时作业装车车位数；t1—每辆车调车作业时间，min；t2—每辆车平均作业时间，min。 2 每辆车调车作业时间 min 2 3 运输不均匀系数 1.2 4 可同时作业装车车位数 个 4 5 装车方式及设备 闸门控制，汽车衡度量 6 每辆平均装车时间 min 1.5~3 7 小时装车能力 t/h 1000 8 每日装车作业时间 h/d 24 9 年装运能力 万t/a 316.8 10 装车仓总容量 万t 1.0 11 储煤场容量 万t 1.2 12 核定运输能力 万t/a 316.8 13 上次核定运输能力 万t/a 铁路运输能力核定表核定煤矿名称：神木县瑶渠煤业有限责任公司核井12-3表 序号 项目 单位 数量 备注 （1） （2） （3） （4） 1 装车方式（单点、多点、单股道、双股道） 2 装车主要设备形式（皮带或装车闸门） 3 装车主要设备小时能力 t/h 4 装满一列车需要时间 min 5 装车仓总容量 万t 6 每列车平均载重 t/列 7 每天列车数 列/d 8 年铁路外运能力 万t/a 9 运输不均匀系数 1.1 10 核定运输能力 万t/a 11 上次核定运输能力 万t/a 选煤厂生产能力核定表核定煤矿名称：神木县瑶渠煤业有限责任公司核井13表 选煤厂设计能力（万t/a） 入洗原煤量 选煤厂类型 入选煤种 加工方式(全入、分级入选) 前3年实际洗选量（万t/a） 后3年计划洗选量（万t/a） 核定洗选能力 上次核定能力 （万t/a） 年 年 年 年 年 年 （万t/a） （万t/a） 60 中型 -80mm 分级 100 1 洗选能力 设备名称（跳汰、重介） 跳汰机 1台 4 浮选能力 浮选设备名称 型号、台数 SKT-24 浮选设备型号、规格、台数 每台设备面积或槽宽 24 浮选设备总容积（m3） 小时入洗总量（t/h） 240 小时单位容积处理量（t/m3h） 年洗选能力（万t/a） 137.75 小时处理能力（t/h） 年浮选能力（万t/a） 2 选矸能力 名称 型号、台数 物料粒度（mm） 处理能力（t/h） 5 筛分破碎能力 分级筛型号 YK2145 筛分能力（t/h） 450 动筛跳汰 SKT-25 0-80 240 破碎机型号 破碎能力（t/h） 重介 年处理能力（万t/a） 206.6 风选 6 储煤能力 原煤仓（场）容量（万t） 12000 合计（万t） 26000 年选矸能力（万t/a） 137.75 精煤仓容量（万t） 10000 混、中煤仓容量（万t） 4000 3 设备能力 带宽（mm） 带宽（mm） 速度（m/s） 倾角（°） 小时运输能力（t/h） 7 煤泥处理能力 浓缩机（t/h） 128 原煤上仓 离心机（t/h） 160 入洗原煤 1000 1.6 5-14 350 过滤机（t/h） 100 精煤上仓 800 1.6 11.52 100 年处理能力（万t/a） 1081.3 年输送能力（万t/a） 137.7 8 装车外运能力 铁路装车 小时装车能力（t/h） 每列车装运量（t/列） 每天列车数（列/d） 年运输量（万t/a） 汽运装车 小时装车能力（t/h） 750 每天装运时间（h/d） 16 每天装运量（t/d） 12000 年运输量（万t/a） 316.8说明：汽车运输能力按核井12-2表计算，铁运能力按核井12-3表计算。神木县瑶渠煤业有限责任公司生产能力核定报告书榆林市榆神煤炭建筑设计有限公司二○一五年九月目-VI榆林市榆神煤炭建筑设计有限公司榆林市榆神煤炭建筑设计有限公司目-V_1503726515.unknown_1503829173.unknown_1515568436.unknown_1515571691.unknown_1515659610.unknown_1515572653.unknown_1515571651.unknown_1503829199.unknown_1503727516.unknown_1503727651.unknown_1503727738.unknown_1503727591.unknown_1503726571.unknown_1498480338.unknown_1503302716.unknown_1503726276.unknown_1503726445.unknown_1503302785.unknown_1503220575.unknown_1503236408.unknown_1503238021.unknown_1503238420.unknown_1503237171.unknown_1503236316.unknown_1502704981.unknown_1502704982.unknown_1499666498.unknown_1502704972.unknown_1498906439.unknown_1414348539.unknown_1414386400.unknown_1498479747.unknown_1498479854.unknown_1414387150.unknown_1498478632.unknown_1414387041.unknown_1414351885.unknown_1414386204.unknown_1414348823.unknown_1414343067.unknown_1414343245.unknown_1216561978.unknown_1414342856.unknown_1216541642.unknown