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煤礦生產能力核定標準

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煤礦生產能力核定標準

發布日期:2017-11-28 作者: 點擊:

煤礦生產能力核定標準

第一章 總 則


第一條 為科學核定煤礦生產能力,依據有關法律、法規、規章、標準和技術政策,制定本標準。

第二條 核定生產能力的煤礦,必須具備以下條件:

(一)依法取得采礦許可證、安全生產許可證、營業執照和礦長安全資格證,依法組織生產,沒有非法、違法行為;

(二)有健全的生產、技術、安全管理機構及配備適應工作需要的專業技術人員;

(三)有完善的生產、技術、安全管理制度;

(四)各安全、生產系統健全完善,運行正常;

(五)礦井(采場)生產布局合理,生產技術裝備等符合規定;

(六)有完備的設計、圖紙等資料。

第三條 煤礦核定生產能力以萬t/a為計量單位,年工作日按330d計。

第四條 核定煤礦生產能力應當逐項核定各主要生產系統(環節)的能力,取其中最低能力為煤礦綜合生產能力,同時核查煤炭資源可采儲量和服務年限。

井工礦主要核定主井提升系統、副井提升系統、排水系統、供電系統、井下運輸系統、采掘工作面、通風系統、瓦斯抽采系統和地面生產系統的能力。礦井壓風、防火、防塵、通信、監測監控、降溫制冷系統能力和地面運輸能力、選煤廠洗選能力等作為參考依據,應當滿足核定生產能力的需要。

開采煤與瓦斯突出、沖擊地壓煤層的生產礦井,原則上不再擴大生產能力。水文地質條件極復雜、礦井開采深度超過1000m或水平距離單翼超過5000m的煤礦,在核定礦井生產能力時取安全生產系數0.95。采掘工作面空氣溫度超過26℃但未采取有效降溫措施的,采掘工作面生產能力、礦井通風系統生產能力核定時,按扣除此工作面能力的30%計算;采掘工作面空氣溫度超過30℃但未采取有效降溫措施的,采掘工作面生產能力、礦井通風系統生產能力核定時,扣除此工作面能力。

發生沖擊地壓或經鑒定為嚴重沖擊危險的礦井采掘工作面必須采取綜合監測和各項卸壓措施,核定該煤礦生產能力時取安全系數Kc,Kc按實際考察的煤礦沖擊地壓的強度、頻次和產量的關系取值,一般取0.70~0.95。沖擊地壓礦井必須建立防沖責任體系,設置專職防沖隊伍,建立健全礦井和采掘工作面預測預報系統,裝備具有吸能防沖功能的超前液壓支架,具有完備的防治機具,配備職工個體防護用具,制定防沖規劃并開展防沖研究。

露天礦主要核定穿爆、采裝、運輸、排土等環節的能力。防塵、防排水、供電、邊坡防護、地面生產系統的能力作為參考依據,應當滿足核定生產能力的需要。

第五條 核定煤礦生產能力檔次劃分標準為:

(一)30萬t/a以下礦井,按標準設計檔次劃分;

(二)30萬t/a至60萬t/a礦井,以5萬t/a為一檔次;

(三)60萬t/a至120萬t/a礦井,以10萬t/a為一檔次;

(四)120萬t/a至600萬t/a礦井,以30萬t/a為一檔次;

(五)600萬t/a至1000萬t/a礦井,以50萬t/a為一檔次;

(六)1000萬t/a以上礦井,以100萬t/a為一檔次。

(七)露天煤礦,以100萬t/a為一檔次。

生產能力核定結果不在標準檔次的,按就近下靠的原則確定。

第六條 經省級煤炭行業管理部門批準的礦井年度通風能力,可作為礦井通風系統的核定生產能力。

第七條 核定煤礦生產能力所用參數,必須采用已公布或批準的生產技術指標、現場實測和合法檢測機構的測試數據。[1] 

第二章 資源儲量及服務年限核查


第八條 煤礦資源儲量核查內容及標準:

(一)有依法認定的資源儲量文件;

(二)有上年度核實或檢測的資源儲量數據;

(三)采區回采率達到規定標準;

(四)安全煤柱的留設符合有關規定;

(五)“三個煤量”及抽采達標煤量符合要求,按規定需要抽采的,抽采必須達標并實現抽、掘、采平衡;

(六)上行開采及特殊開采的批準文件;

(七)厚薄煤層、難易開采煤層、不同煤種煤質煤層合理配采;

(八)按規定批準的資源儲量的增減情況(注銷、報損、地質及水文地質損失和轉入、轉出等);

(九)無超層越界開采行為。

第九條 提高煤礦核定生產能力應有資源保障,核定生產能力后的礦井服務年限應與煤礦設計規范一致。實施機械化改造的煤礦核定后的服務年限僅作為參考依據。[1] 

第三章 提升系統生產能力核定


第十條 核定主、副井提升系統能力必須具備下列條件:

(一)提升系統設備、設施配套完整,符合有關規程規范要求,經具備資質的檢測檢驗機構測試合格,并出具報告;

(二)提升系統保護裝置完善、運轉正常;

(三)提升系統技術檔案齊全,各種運行、維護、檢查、事故記錄完備。每日強制性檢查和維護時間應不小于4h。

第十一條 主井提升系統核定生產能力的范圍及運行時間:

(一)主井提升能力是指從主井底到達地面的提升系統的能力;

(二)主井提升能力按年工作日330d、每日提升時間16h計算。采用定量裝載并實現數控自動化運行、提升機滾筒直徑在2m以上的主井,以及采用帶式輸送機提升且設有井底煤倉的主井,每日提升時間可按18h計算。

第十二條 主井提升系統能力核定公式及標準:

(一)主井采用箕斗、礦車提升時,提升能力核定按下式計算:

式中 A—主井提升能力,萬t/a;

b—年工作日,330d;

t—日提升時間,按第十一條規定選取;

PM—每次提升量,t/次;

k—裝滿系數。立井提升取1.0,當為斜井串車或箕斗提升時,傾角20°及以下取0.95、20°~25°取0.9、25°以上取0.8;

k1—提升不均勻系數。有井底煤倉時取1.1,無井底煤倉時取1.2;

k2—提升設備能力富余系數,取1.15;

T—提升1次循環時間,s/次(現場實測時,取3次實測的平均值)。

(二)主井采用帶式輸送機提升時,提升能力核定按下式計算:

1.鋼繩芯膠帶(或普通膠帶)輸送機:

式中 A—年運輸量,萬t/a;

k—輸送機負載斷面系數,按下表取值:

物料煤動堆積角(θ) 25° 30° 35°

k 帶寬

(mm) 650 355 390 420

800~1000 400 435 470

1200~1400 420 455 500

1600~1800 470 520

2000~2200 480 535

B—輸送機帶寬,m;

v—輸送機帶速,m/s;

C—輸送機傾角系數,按下表取值:

傾角 2° 4° 6° 8° 10° 12° 14° 16° 18° 20°

C 1.0 0.99 0.98 0.97 0.95 0.93 0.91 0.89 0.85 0.81

傾角 21° 22° 23° 24° 25° 26° 27° 28° 29° 30°

C 0.78 0.76 0.73 0.71 0.68 0.66 0.64 0.61 0.59 0.56

注:表中取值與《帶式輸送機工程設計規范》(GB50431-2008)規定一致。

k1—運輸不均勻系數,取1.2;

γ—松散煤堆容積密度,t/m3,取0.85~0.9;

t—日提升時間,按第十一條規定選取;當乘人時,應扣除運送人員時間。

2.鋼絲繩牽引輸送機:

式中 k'+k"—輸送機負載斷面系數,按下表取值:

物料煤動堆積角(θ) 25° 30°

k'+k" 180+125 220+130

其他字母含義與鋼繩芯膠帶(或普通膠帶)輸送機計算公式相同。

3.實測的輸送機能力計算公式:

式中 w—單位輸送機長度上的負載量,kg/m。該參數實測時,應根據在用輸送機實際情況,同時觀察電流變化情況和電動機、減速器等的運行情況,找出其變化規律后,確定準確的計算參數。

其他字母含義與鋼繩芯膠帶(或普通膠帶)輸送機計算公式相同。

第十三條 副井提升系統能力核定的范圍及運行時間:

(一)副井提升系統能力是指從副井底到達地面的提升系統的能力;

(二)副井提升能力按年工作日330d、三班作業、班最大提升時間5h計算。

第十四條 副井提升系統能力核定公式:

式中 A—副井提升能力,萬t/a;

R—出矸率(矸石與產量的重量比),%;

PG—每次提矸石重量,t/次;

TG—每次提矸循環時間,s/次;

M—噸煤用材料比重,% ;

PC—每次提升材料重量,t/次;

TC—每次提升材料循環時間,s/次;

D—提升其他材料次數,每班按5~10次計(指下炸藥、設備、長材等);

TQ—每次提升其他材料循環時間,s/次;

TR—每班人員上下井總時間,s/班。工人每班下井時間,取實測最大值。升降工人時間為工人下井時間的1.5倍,有綜采工作面的礦井為1.6~1.8倍(全部為綜采的取大值);升降其他人員時間為升降工人時間的20%。

第十五條 混合井提升系統能力核定的范圍及運行時間:

(一)混合井提升能力是指從承擔礦井主副提升任務的混合井底到達地面的提升系統的能力。

(二)混合井提升能力按年工作日330d、三班作業、班最大提升時間6h計算。

第十六條 混合井提升系統能力核定公式:

式中 A—混合井提升能力,萬t/a;

R—出矸率(矸石與產量的重量比),% ;

PG—每次提矸石重量,t/次;

TM—每次提煤循環時間,s/次;

PM—每次提煤重量,t/次;

TG—每次提矸循環時間, s/次;

M—噸煤用材料比重,%;

PC—每次提升材料重量,t/次;

TC—每次提升材料循環時間, s/次;

D—提升其他材料次數,每班按5~10次計(指下炸藥、設備、長材等);

TQ—每次提升其他材料循環時間,s/次;

TR—每班上下人總時間,s/班,與副井提升能力核定相關規定相同;

k1—提煤和提矸不均勻系數,取1.25。

第四章 井下排水系統生產能力核定


第十七條 核定井下排水系統能力必須具備下列條件:

(一)排水系統完善,設備、設施完好、運轉正常,經具備資質的檢測檢驗機構測試合格,并出具報告。

(二)有依法批準的地質報告提供的正常涌水量和最大涌水量,以及近5年生產期間的實際涌水量數據。

(三)礦井防治水各項制度健全,各種運行、維護、檢查、事故記錄完備,有每年一次的全部工作水泵和備用水泵聯合排水試驗報告。水文地質條件復雜、極復雜或有突水淹井危險的礦井,應有經技術論證預測的突水量,并有防治水害的有效措施,應裝備必要的防治水搶險救災設備。

第十八條 排水系統能力核定的主要內容和標準:

(一)礦井有多級排水系統的,應對各級排水系統能力分別核定,然后根據礦井排水系統構成和各級涌水情況,綜合分析確定礦井排水能力;

(二)取依法批準的礦井地質報告提供的涌水量和生產期間的實際涌水量數據最大值作為礦井排水系統能力的計算依據;

(三)工作水泵的能力應能在20h內排出礦井24h的正常涌水量,備用水泵的能力應不小于工作水泵的70%,工作和備用水泵的總能力應能在20h內排出礦井24h的最大涌水量,配電設備、排水管應與水泵能力相匹配;

(四)礦井水倉容量必須滿足《煤礦安全規程》規定,主水倉容量必須符合以下計算要求:

1.正常涌水量在1000m3/h以下時:

V≥8Qs

2.正常涌水量大于1000m3/h時:

V≥2(Qs+3000)

且應符合 V≥4Qs(m3)

式中 V—主要水倉的有效容量,m3;

Qs—礦井每小時正常涌水量,m3/h。

(五)礦井排水系統能力核定按下式計算:

1.礦井正常涌水量排水能力:

2.礦井最大涌水量排水能力:

式中 An—排正常涌水時的能力,萬t/a;

Bn—工作水泵小時排水能力,m3/h;

Pn—近5年最大的年度平均日產噸煤所需排出的正常涌水量,m3/t;

Am—排最大涌水時的能力,萬t/a;

Bm—工作水泵加備用水泵的實際小時排水能力,m3/h;

Pm—近5年最大的年度平均日產噸煤所需排出的最大涌水量,m3/t。

以上2種計算結果取其小值為礦井排水系統能力。

第五章 供電系統生產能力核定


第十九條 核定供電系統能力必須具備下列條件:

(一)供電系統合理,設備、設施及保護裝置完善,技術性能符合規定要求,運行正常;

(二)供電系統技術檔案齊全,各種運行、維護、檢查、事故記錄完備,管理維護制度健全;

(三)年產6萬t及以上的礦井應有兩回路獨立的、不得分接任何負荷的電源線路,兩回路應均能擔負礦井全部負荷;

(四)年產6萬t以下(不含6萬t)的礦井采用獨立的、未分接任何負荷的單回路電源供電時,應有滿足通風、排水、提升等要求,并保證主要通風機等在10min內可靠啟動和運行的備用電源。

第二十條 供電系統能力核定的主要內容和標準:

(一)正常情況下,兩回路電源線應采用分列運行的方式。當采用一回路運行時,另一回路必須帶電備用。能力核定計算為工作線路和工作變壓器的折算能力,備用線路、備用變壓器、備用發電機組不計入供電容量;

(二)電源線路的供電能力,需符合允許載流量的要求,并應滿足線路壓降不超過5%的規定;

(三)電源線路能力核定按下式計算:

式中 AX—電源線路的折算能力,萬t/a;

P—線路合理、允許的供電容量,kW。按線路允許的載流量和線路電壓降不超過5%取最小值計算;

w—礦井噸煤綜合電耗,kWh/t,采用上年度的實際噸煤綜合電耗。

(四)主變壓器能力核定按下式計算:

式中 Ab—變壓器的折算能力,萬t/a;

S—工作變壓器容量,kVA;

ψ—為全礦井的功率因數,取0.9;

w—礦井噸煤綜合電耗,kWh/t,同電源線路能力核定計算式采用數。

取(三)、(四)項計算結果較小值為礦井供電系統能力。

(五)井筒電纜可不折算礦井生產能力,但需保證當任何一回路發生故障或停止供電時,其余回路仍能擔負井下全部負荷用電,安全載流量及電壓降均符合要求。[1] 

第六章 井下運輸系統生產能力核定


第二十一條 核定井下運輸系統能力必須具備下列條件:

(一)井下運輸系統完善,保護齊全,運轉正常;

(二)傾斜井巷內按規定裝備有完善、有效的防跑車及跑車防護裝置;

(三)各種行車、調度信號設施齊全,安全標志齊全、醒目,車場、巷道內照明符合規定。

(四)井下采用無軌膠輪車運輸的,所用設備必須為防爆型;

(五)井下軌道運輸僅承擔輔助運輸時,不核定其能力。

第二十二條 井下運輸系統能力核定的主要內容和標準:

(一)井下運輸系統能力主要包括工作面順槽、上(下)山、集中巷、暗斜井、大巷的運輸能力;

(二)核定井下運輸系統能力時,若實測數據大于設備額定能力,以設備額定能力為準;若實測數據小于設備額定能力,以實測數據為準;

(三)井下運輸系統中最小的環節(或設備)能力為井下運輸系統的核定能力;

(四)井下運輸系統有多個獨立的系統時,其核定能力為各獨立系統最小環節能力之和;

(五)當采用帶式輸送機運輸時,核定能力按主井提升帶式輸送機核定方法和計算公式計算,其中k1不均勻系數取1.1,大巷為平巷運輸時,傾角系數C取1.0;

(六)當采用電機車運輸時,大巷運輸及井底車場通過能力按下式計算:

(萬t/a)

式中 N—每列車礦車數,輛/列;

G—每輛車載煤量,t/輛;

R—通過大巷運輸矸石、材料、設備、人員等占原煤運量比重,%;

k1—不均衡系數,取1.15;

T—大巷中相鄰兩列車間隔時間,min/列。按下式計算:

式中 L—大巷運輸距離,m;

v—列車平均運行速度,m/min;

t1—裝車調車時間(含中途停車時間),min;

t2—卸載調車時間,min;

n—運煤列車的列數,列。

(七)當采用無軌膠輪車作為井下主要運輸時,其能力核定按下式計算:

式中 A—運輸能力,萬t/a;

t—每天工作時間,取16h;

G—膠輪車載重量,t/臺;

k1—運輸不均衡系數,取1.2;

n—膠輪車平均日工作臺數,臺;

T—運輸1次循環時間,min/次。按下式計算:

式中 L—加權平均運輸距離,m;

v—膠輪車平均運行速度,m/min;

t1—裝車調車時間(含中途停車時間),min;

t2—卸載調車時間,min;

用該公式計算出結果后,須按下式驗算井底車場和大巷通過能力,然后取其小者為礦井運輸能力:

式中 A′—井底車場和大巷通過能力,萬t/a;

G—膠輪車載重量,t/次;

kx—運輸線路系數,單線時為0.5,完全形成環線時為1;

R—運輸矸石占原煤比重,%;

k1—不均勻系數,取1.2;

T′—大巷中相鄰兩車間隔時間,min,取1。

(八)當采用無軌膠輪車作為輔助運輸時,其能力核定按下式計算:

式中 A—輔助運輸核定能力,萬t/a;

M—噸煤用材料比重,%;

PC—每次運材料重量,t/次;

tC—運材料車間隔時間,s;

D—每班運其他材料次數,次/班,按5~10次計(指運炸藥、設備、長材料等);

tQ—運其他材料車間隔時間,s;

tR—每班人員進出井車輛間和與其他車輛間隔時間總和,s;

R—矸石占原煤產量的比重,%;

PG—每次運矸石重量,t/次;

tG—運矸石車間隔時間,s;

kX—運輸線路系數,單線時為0.5,完全形成環線時為1,平硐以下形成環線時為0.8。

按上式計算時應滿足以下條件:

1.進出井運人車輛間和與其他車輛間隔時間按60s計算;

2.每車乘人數量,加長車不超過18人,雙排座車不超過16人;

3.運送其他人員車輛間隔時間為60s;

4.材料車相互間隔時間按60s計算。

(九)所有使用內燃無軌膠輪車運輸的礦井必須按車輛尾氣排放量和巷道中廢氣濃度核算合理的車輛使用數,以確定礦井的最大運輸能力。

(十)暗立(斜)井運輸能力按第十二條、第十四條、第十六條有關公式計算。[1] 

第七章 采掘工作面生產能力核定


第二十三條 核定采掘工作面能力必須具備下列條件:

(一)采掘工作面的個數必須符合《煤礦安全規程》等規定和要求;

(二)嚴格按批準的定編定員標準組織生產;

(三)條件允許的煤礦應采用長壁式開采,淘汰非正規采煤方法;突出煤層的危險區域嚴禁采用放頂煤采煤方法、水力采煤法;

(四)煤與瓦斯突出礦井、高瓦斯礦井、瓦斯礦井高瓦斯區以及開采容易自燃和自燃的煤層(薄煤層除外)的工作面,不得采用前進式采煤方法;

(五)采區生產必須形成完整的通風、排水、供電、運輸等生產、安全系統,嚴禁非正規下山開采;

(六)必須保證回采工作面的正常接續,均衡穩定生產,“三個煤量”及抽采達標煤量符合國家有關規定。大中型礦井開拓煤量可采期應達到3~5年以上,準備煤量可采期應達到1年以上,回采煤量可采期應達到4~6個月以上。小型礦井開拓煤量可采期應達到2~3年以上,準備煤量可采期應達到8~10個月以上,回采煤量可采期應達到3~5個月以上,瓦斯抽采礦井抽采掘平衡。

第二十四條 采掘工作面生產能力核定的主要核查內容:

(一)核查礦井各可采煤層厚度、間距、傾角、生產能力、期末可采儲量和煤層結構,以及礦井開拓方式、采煤方法、采煤工藝、現生產水平、采區及采煤隊個數、準備采區及掘進隊個數等情況;

(二)核查分析現生產采區和準備采區地質勘探情況及構造、煤層賦存情況,核查煤層頂底板、采區巷道布置、采區設計生產能力以及采煤工作面和掘進工作面數量、位置、工藝等情況。

第二十五條 采掘工作面生產能力的核定:

根據當年礦井生產和今后3年采掘接替安排、采煤工藝、采掘機械化程度等情況,分別計算采煤工作面生產能力和掘進煤量,確定采掘工作面生產能力,各參數的取值可參考前幾年的實際情況,不得以增加工作面個數提高采掘工作面生產能力。

(一)采煤工作面能力計算公式:

式中 AC—采煤工作面年生產能力,萬t/a;

l—采煤工作面平均長度,m;

h—采煤工作面煤層平均采高,m,放頂煤開采時為采放總厚度;

r—原煤視密度,t/m3;

b—采煤工作面平均日推進度,m/d,須提供證明依據;

n—年工作日數,d,取330d;

N—正規循環作業系數,%,應根據采煤設備技術性能、生產組織和職工素質等因素確定,一般取0.8;

c—采煤工作面回采率,%,按礦井設計規范選取;

a—采煤工作面平均個數,個。

(二)掘進煤量按照掘進巷道分類長度、斷面計算:

式中 AJ—掘進煤量,萬t/a;

r—原煤視密度,t/m3;

Si—第i個巷道平均純煤面積,m2;

Li—第i個巷道年總進尺,m。

(三)礦井采掘工作面生產能力為:

A=AC+AJ(萬t/a)。

第二十六條 核定采掘工作面能力時,應根據礦井開拓和準備情況,按照采區設計和工作面布置,采用表格形式按采掘隊和年份排出采煤工作面后3年的接續表,并按不同圖例(或不同顏色)繪制出后3年采掘工程計劃(規劃)圖。如不能滿足工作面正常接續要求,應適當降低采掘工作面核定能力。[1] 

第八章 通風系統生產能力核定


第二十七條 核定通風系統生產能力必須具備下列條件:

(一)必須有完整獨立的通風、防塵、防滅火及安全監控系統,通風系統合理,通風設施完好可靠;

(二)必須采用機械通風,運轉主要通風機和備用主要通風機必須具備同等能力,礦井主要通風機經具備資質的檢測檢驗機構測試合格;

(三)安全檢測儀器、儀表齊全,性能可靠;

(四)局部通風機的安裝和使用符合規定;

(五)礦井瓦斯管理必須符合有關規定。

第二十八條 通風系統生產能力核定的主要內容:

(一)核查采煤工作面、掘進工作面及井下獨立用風地點的基本狀況;

(二)核查礦井主要通風機的運轉狀況;

(三)實行瓦斯抽排的礦井,必須核查礦井抽放瓦斯系統的穩定運行情況;

(四)礦井有2個及以上并聯主要通風機通風系統時,應按照每一個主要通風機通風系統分別進行通風系統生產能力核定,礦井的通風系統生產能力為每一通風系統生產能力之和;礦井必須按照每一通風系統生產能力合理組織生產。

第二十九條 礦井需風量計算辦法:

(一)生產礦井需要風量按各采掘工作面、硐室及其他巷道等用風地點分別進行計算,包括按規定配備的備用工作面。現有通風系統必須保證各用風地點穩定可靠供風。

Qra≥(∑Qcfi+∑Qhfi+∑Quri+∑Qsci+∑Qrli)×kaq

式中 Qra—礦井需要風量, m3 / min;

Qcfi—第i個采煤工作面實際需要風量,m3 / min;

Qhfi—第i個掘進工作面實際需要風量,m3 / min;

Quri—第i個硐室實際需要風量,m3 / min;

Qsci—第i個備用工作面實際需要風量,m3 / min;

Qrli—第i個其他用風巷道實際需要風量,m3 / min;

kaq—礦井通風需風系數(抽出式kaq取1.15~1.20,壓入式kaq取1.25~1.30)。

(二)采煤工作面需要風量。每個采煤工作面實際需要風量,應按工作面氣象條件、瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、工作人員和爆破后的有害氣體產生量等規定分別進行計算,然后取其中最大值。

1.按氣象條件計算:

Qcfi=60×70%×vcfi×Scfi×kchi×kcli(m3/min)

式中 vcfi—第i個采煤工作面的風速,m/s。按采煤工作面進風流的最高溫度從表8-1中選取;

Scfi—第i個采煤工作面的平均有效斷面積,按最大和最小控頂有效斷面的平均值計算,m2;

kchi—第i個采煤工作面采高調整系數,具體按表8-2取值;

kcli—第i個采煤工作面長度調整系數,具體按表8-3取值;

70%—有效通風斷面系數;

60—單位換算產生的系數。

表8-1 采煤工作面進風流氣溫與對應風速

采煤工作面進風流氣溫/℃ 采煤工作面風速/(m·s-1)

<20 1.0

20~23 1.0~1.5

23~26 1.5~1.8

26~28 1.8~2.5

28~30 2.5~3.0

表8-2 kch—采煤工作面采高調整系數

采高/m 2.5及放頂煤工作面

系數(kch) 1.0 1.1 1.2

表8-3 kcl—采煤工作面長度調整系數

采煤工作面長度/m 系數(kcl)

<15 0.8

15~80 0.8~0.9

80~120 1.0

120~150 1.1

150~180 1.2

>180 1.30~1.40

2.按照瓦斯涌出量計算:

Qcfi=100×qcgi×kcgi(m3/min)

式中 qcgi—第i個采煤工作面回風巷風流中平均絕對瓦斯涌出量,m3/min。抽放礦井的瓦斯涌出量,應扣除瓦斯抽放量進行計算;

kcgi—第i個采煤工作面瓦斯涌出不均勻的備用風量系數。正常生產時連續觀測1個月,最大絕對瓦斯涌出量和月平均絕對瓦斯涌出量的比值;

100—按采煤工作面回風流中瓦斯的濃度不應超過1%的換算系數。

3.按照二氧化碳涌出量計算:

Qcfi=67×qcci×kcci(m3/min)

式中 qcci—第i個采煤工作面回風巷風流中平均絕對二氧化碳涌出量,m3/min;

kcci—第i個采煤工作面二氧化碳涌出不均勻的備用風量系數。正常生產時連續觀測1個月,最大絕對二氧化碳涌出量和月平均絕對二氧化碳涌出量的比值;

67—按采煤工作面回風流中二氧化碳的濃度不應超過1.5%的換算系數。

4.按炸藥量計算:

(1)一級煤礦許用炸藥:

Qcfi=25Acfi(m3/min)

(2)二、三級煤礦許用炸藥:

Qcfi=10Acfi(m3/min)

式中 Acfi—第i個采煤工作面一次爆破所用的最大炸藥量,kg;

25—每千克一級煤礦許用炸藥需風量,m3/min;

10—每千克二、三級煤礦許用炸藥需風量,m3/min。

5.按工作人員數量驗算:

Qcfi≥4Ncfi

式中 Ncfi—第i個采煤工作面同時工作的最多人數;

4—每人需風量,m3/min。

6.按風速進行驗算:

(1)驗算最小風量:

Qcfi≥60×0.25Scbi(m3/min)

Scbi =lcbi×hcfi×70%(m2)

(2)驗算最大風量:

Qcfi≤60×4.0Scsi(m3/min)

Scsi=lcsi×hcfi×70%(m2)

(3)綜合機械化采煤工作面,在采取煤層注水和采煤機噴霧降塵等措施后,驗算最大風量:

Qcfi≤60×5.0Scsi(m3/min)

式中 Scbi—第i個采煤工作面最大控頂有效斷面積,m2;

lcbi—第i個采煤工作面最大控頂距, m;

hcfi—第i個采煤工作面實際采高, m;

Scsi—第i個采煤工作面最小控頂有效斷面積,m2;

lcsi—第i個采煤工作面最小控頂距,m;

0.25—采煤工作面允許的最小風速,m/s;

70%—有效通風斷面系數;

4.0—采煤工作面允許的最大風速,m/s;

5.0—綜合機械化采煤工作面,在采取煤層注水和采煤機噴霧降塵等措施后允許的最大風速,m/s。

7.備用工作面實際需要風量,應滿足瓦斯、二氧化碳、氣象條件等規定計算的風量,且最少不應低于采煤工作面實際需要風量的50%。

8.布置有專用排瓦斯巷的采煤工作面實際需要風量計算:

Qcfi=Qcri+Qcdi

Qcri=100×qgri×kcgi

Qcdi=40×qgdi×kcgi

式中 Qcri—第i個采煤工作面回風巷需要風量,m3/min;

Qcdi—第i個采煤工作面專用排瓦斯巷需要風量,m3/min;

qgri—第i個采煤工作面回風巷的排瓦斯量,m3/min;

qgdi—第i個采煤工作面專用排瓦斯巷的風排瓦斯量,m3/min;

40—專用排瓦斯巷回風流中的瓦斯濃度不應超過2.5%的換算系數。

(三)掘進工作面需要風量。每個掘進工作面實際需要風量,應按瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、工作人員、爆破后的有害氣體產生量以及局部通風機的實際吸風量等規定分別進行計算,然后取其中最大值。

1.按照瓦斯涌出量計算:

Qhfi=100×qhgi×khgi

式中 qhgi—第i個掘進工作面回風流中平均絕對瓦斯涌出量,m3/min。抽放礦井的瓦斯涌出量,應扣除瓦斯抽放量進行計算;

khgi—第i個掘進工作面瓦斯涌出不均勻的備用風量系數。正常生產條件下,連續觀測1個月,最大絕對瓦斯涌出量與月平均絕對瓦斯涌出量的比值;

100—按掘進工作面回風流中瓦斯的濃度不應超過1%的換算系數。

2.按照二氧化碳涌出量計算:

Qhfi=67×qhci×khci

式中 qhci—第i個掘進工作面回風流中平均絕對二氧化碳涌出量,m3/min;

khci—第i個掘進工作面二氧化碳涌出不均勻的備用風量系數。正常生產條件下,連續觀測1個月,最大絕對二氧化碳涌出量與月平均絕對二氧化碳涌出量的比值;

67—按掘進工作面回風流中二氧化碳的濃度不應超過1.5%的換算系數。

3.按炸藥量計算:

(1)一級煤礦許用炸藥:

Qhfi=25Ahfi(m3/min)

(2)二、三級煤礦許用炸藥:

Qhfi=10Ahfi(m3/min)

式中 Ahfi—第i個掘進工作面1次爆破所用的最大炸藥量,kg。

按上述條件計算的最大值,確定局部通風機吸風量。

4.按局部通風機實際吸風量計算:

(1)無瓦斯涌出的巖巷:

Qhfi=∑Qafi+60×0.15Shdi(m3/min)

(2)有瓦斯涌出的巖巷、半煤巖巷和煤巷:

Qhfi=∑Qafi+60×0.25Shdi(m3/min)

式中 ∑Qafi—第i個掘進工作面同時運轉的局部通風機實際吸風量的總和,m3/min;

0.15—無瓦斯涌出巖巷的允許最低風速;

0.25—有瓦斯涌出的巖巷,半煤巖巷和煤巷允許的最低風速;

Shdi—局部通風機安裝地點到回風口間的巷道最大斷面積,m2。

5.按工作人員數量驗算:

∑Qafi≥4Nhfi(m3/min)

式中 Nhfi—第i個掘進工作面同時工作的最多人數。

6.按風速進行驗算:

(1)驗算最小風量:

無瓦斯涌出的巖巷:

∑Qafi≥60×0.15Shfi(m3/min)

有瓦斯涌出的巖巷,半煤巖巷和煤巷:

∑Qafi≥60×0.25Shfi(m3/min)

(2)驗算最大風量:

∑Qafi≤60×4.0Shfi(m3/min)

式中 Shfi—第i個掘進工作面巷道的凈斷面積,m2。

(四)各個獨立通風硐室的需要風量,應根據不同類型的硐室分別進行計算。

1.爆炸材料庫需要風量計算:

(m3/min)

式中 Vi—第i個井下爆炸材料庫的體積,m3;

4—井下爆炸材料庫內空氣每小時更換次數。

但大型爆炸材料庫不應小于100 m3/min,中、小型爆炸材料庫不應小于60 m3/min。

2.充電硐室需要風量計算:

(m3/min)

式中 qhyi—第i個充電硐室在充電時產生的氫氣量,m3/min;

200—按其回風流中氫氣濃度不大于0.5%的換算系數。

但充電硐室的供風量不應小于100 m3/min。

3.機電硐室需要風量計算:

發熱量大的機電硐室,應按照硐室中運行的機電設備發熱量進行計算:

(m3/min)

式中 —第i個機電硐室中運轉的電動機(或變壓器)總功率(按全年中最大值計算),kW;

—機電硐室發熱系數。按表8-4取值;

—空氣密度。一般取 =1.20kg/m3;

—空氣的定壓比熱。一般可取 =1.0006KJ/(kg·K);

—第i個機電硐室的進、回風流的溫度差,K。

機電硐室需要風量應根據不同硐室內設備的降溫要求進行配風;采區小型機電硐室,按經驗值確定需要風量或取60~80m3/min;選取的硐室風量,應保證機電硐室溫度不超過30℃,其他硐室溫度不超過26℃。

表8-4 機電硐室發熱系數( )取值

機電硐室名稱 發熱系數

空氣壓縮機房 0.20~0.23

水泵房 0.01~0.03

變電所、絞車房 0.02~0.04

(五)其他用風巷道的需要風量,應根據瓦斯涌出量和風速分別進行計算,取其最大值。

1.按瓦斯涌出量計算:

Qrli=133qrgi·krgi(m3/min)

式中 qrgi—第i個其他用風巷道平均絕對瓦斯涌出量,m3/min;

krgi—第i個其他用風巷道瓦斯涌出不均勻的備用風量系數,取1.2~1.3;

133—其他用風巷道中風流瓦斯濃度不超過0.75%所換算的常數。

2.按風速驗算:

(1)一般巷道:

Qrli≥60×0.15Srci(m3/min)

(2)架線電機車巷道:

有瓦斯涌出的架線電機車巷道:

Qrli≥60×1.0Srei(m3/min)

無瓦斯涌出的架線電機車巷道:

Qrli≥60×0.5Srei(m3/min)

式中 Qrli—第i個一般用風巷道實際需要風量,m3/min;

Srci—第i個一般用風巷道凈斷面積,m2;

Srei—第i個架線電機車用風巷道凈斷面積,m2;

0.15—一般巷道允許的最低風速,m/s;

1.0—有瓦斯涌出的架線電機車巷道允許的最低風速,m/s;

0.5—無瓦斯涌出的架線電機車巷道允許的最低風速,m/s。

3.礦用防爆柴油機車需要風量的驗算:

Qrli≥5.44Ndli·Pdli·kdli(m3/min)

式中 Ndli—第i個地點礦用防爆柴油機車的臺數,臺;

Pdli—第i個地點礦用防爆柴油機車的功率,kW;

kdli—配風系數。第i個地點使用1臺礦用防爆柴油機車運輸時kdli為1.0、使用2臺礦用防爆柴油機車運輸時kdli為0.75、使用3臺及以上礦用防爆柴油機車運輸時kdli為0.50;

5.44—每千瓦每分鐘應供給的最低風量,m3/min。

礦井使用礦用防爆柴油機車時,應進行風量驗算,排出的各種有害氣體被巷道風流稀釋后,其濃度應符合《煤礦安全規程》的規定,有害氣體濃度超出規定范圍時,應按照有害氣體的允許濃度重新計算該巷道的需風量。

第三十條 通風系統生產能力計算。

礦井通風系統生產能力核定采用由里向外核算法計算。根據礦井總進風量與第二十九條計算的礦井各用風地點的需風量(包括按規定配備的備用工作面),計算出采掘工作面個數,計算礦井通風系統生產能力。

(一)單個采煤工作面正常生產條件下年產量計算:

式中 —第i個采煤工作面正常生產條件下年產量,萬t/a;

—第i個采煤工作面平均長度,m;

—第i個采煤工作面煤層平均采高,放頂煤開采時為采放總厚度,m;

—第i個采煤工作面的原煤視密度,t/m3;

—第i個采煤工作面正常生產條件下平均日推進度,m/d;

—第i個采煤工作面回采率,%。按礦井設計規范和實際回采率選取小值。

(二)單個掘進工作面正常生產條件下年產量計算:

式中 —第i個掘進工作面正常生產條件下年產量,萬t/a;

—第i個掘進工作面純煤面積,m2;

—第i個掘進工作面的原煤視密度,t/m3;

—第i個掘進工作面正常生產條件下平均日推進度,m/d。

(三)通風系統生產能力計算:

(萬t/a)

第三十一條 礦井通風系統生產能力驗證。

礦井通風系統生產能力要從礦井主要通風機性能、通風網絡、用風地點的有效風量和礦井稀釋瓦斯的能力等方面進行驗證。

(一)礦井通風系統生產能力驗證

1.礦井主要通風機性能驗證

按照礦井主要通風機的實際特性曲線對通風系統生產能力進行驗證,主要通風機實際運行工況點應處于安全、穩定、可靠、合理的范圍內,按照AQ1011-2005進行測試。

2.通風網絡能力驗證

利用礦井通風阻力測定的結果對礦井通風網絡進行驗證,驗證通風阻力是否與主要通風機性能相匹配,能否滿足安全生產實際需要,按照MT/T 440-2008進行檢測。

3.用風地點有效風量驗證

采用礦井有效風量驗證用風地點的供風能力,核查礦井內各用風地點的有效風量是否滿足需要風量,井巷中風流速度、溫度應符合《煤礦安全規程》規定。

4.稀釋瓦斯能力驗證

利用瓦斯鑒定結果以及礦井瓦斯安全監測儀器儀表檢測的結果,驗證礦井通風稀釋排放瓦斯的能力,各地點瓦斯濃度應符合《煤礦安全規程》的有關規定。

(二)通風系統生產能力確定

1.按照以上方法所計算的通風系統生產能力為礦井初步通風系統生產能力,凡不符合《煤礦安全規程》有關規定的,以及有下列情況的,應從礦井通風系統生產能力中扣除相應部分的產量,扣除后的通風系統生產能力為最終核定礦井通風系統生產能力;

通風系統不合理、瓦斯超限區域的產量,應從礦井通風系統生產能力中扣除;

高瓦斯礦井、突出礦井沒有專用回風巷的采區,沒有形成全風壓通風系統、沒有獨立完整通風系統的采區的產量,應從礦井通風系統生產能力中扣除;

整個礦井供風量不足時,應減少采煤工作面或掘進工作面個數,使礦井總進風量滿足礦井用風地點的需風量要求,計算時從礦井通風系統生產能力中扣除該掘進工作面或采煤工作面的產量。供風量不足的采掘工作面應去掉,并應在計算時從礦井通風系統生產能力中扣除該采掘工作面的產量;

存在不符合有關規定的串聯通風、擴散通風、采空區通風的用風地點,應從礦井通風系統生產能力中扣除相應采掘工作面的產量。

2.通風系統生產能力最終計算:

A = Apc –Adc

式中 A—礦井最終通風系統生產能力,萬t/a;

Adc—扣除區域的年產量,萬t/a。[1] 

第九章 煤礦瓦斯抽采達標生產能力核定


第三十二條 核定煤礦瓦斯抽采達標能力必須具備下列條件:

(一)礦井必須符合《煤礦瓦斯抽采達標暫行規定》的相關要求;

(二)煤與瓦斯突出礦井必須堅持區域防突措施先行、局部防突措施補充的原則,采掘工作必須執行兩個“四位一體”相關要求;

(三)礦井應當具有核定需要的瓦斯參數基礎數據,如瓦斯涌出量、煤層瓦斯壓力、煤層瓦斯含量等。進行瓦斯抽采能力核定時,礦井瓦斯抽采率、瓦斯抽采量等指標應當以核定時上年度正常生產期間的數據為依據。

第三十三條 煤礦瓦斯抽采達標生產能力核定的主要內容和標準。

煤礦瓦斯抽采達標生產能力核定按礦井瓦斯抽采系統能力、礦井實際瓦斯抽采量、礦井滿足防突要求的預抽瓦斯量、礦井瓦斯抽采率分別核定,并取上述核定結果最小值為煤礦瓦斯抽采達標生產能力。

(一)根據礦井瓦斯抽采系統能力核定

礦井瓦斯抽采系統能力核定按礦井瓦斯抽采泵站能力和抽采主管道系統能力分別核定,取小值。

1.按礦井瓦斯抽采泵站裝機能力核定

按式(1)計算核定年產量:

(1)

式中 A1—按礦井瓦斯抽采系統能力核定的年產量,萬t/a;

Qbe—單臺礦井瓦斯抽采泵裝機抽采混合量的能力,m3/min;

q—礦井相對瓦斯涌出量,m3/t;

C1—礦井總回風巷瓦斯濃度;

C2—單臺礦井瓦斯抽采泵年平均抽采瓦斯濃度;

—當地大氣壓力,kPa;

—標準大氣壓力,kPa;

—單臺運行泵的年均運行負壓,kPa;

Qf —礦井最大總回風風量。有多個回風系統的,取所有回風巷風量的總和,m3/min;

2.0—抽采泵富裕系數;

k —抽采系統工況系數。按實際考察取值,一般取≤0.8。

2.按礦井瓦斯抽采主管道系統能力核定

按式(2)計算核定年產量:

(2)

式中 D—每套抽采主管道系統瓦斯管實際內徑,m;

v—每套管道中混合瓦斯的經濟流速,m/s,一般取v =5~12m/s。

k—富余系數,一般取1.2~1.8。按照實際考察管道內氣體的流速取值,管道內流速大時取大值,流速小時取小值。

(二)按礦井實際抽采瓦斯量核定

礦井上年度實際抽采瓦斯量核定年產量按式(3)計算:

(3)

式中 A2—按礦井實際抽采瓦斯量核定年產量,萬t/a;

Qs—礦井上年度實際抽采瓦斯量,m3;

k—礦井超前抽采系數,取1.2~1.5。

q0—預開采區域瓦斯含量最大煤層應抽瓦斯噸煤含量,m3/t。

(三)按礦井滿足防突要求預抽瓦斯量核定

必須保證突出煤層預抽后煤層瓦斯含量或瓦斯壓力滿足防突要求,核定年產量按(4)式計算:

(4)

式中 A3—按滿足礦井防突要求核定的年產量,萬t/a;

wi—核定區域內煤層的最大瓦斯含量,m3/t;

wc—抽采后滿足防突要求的殘余瓦斯含量,一般取≤8 m3/t,如大于8m3/t時,按實際考察取值(需有相應鑒定證明), m3/t;

K—礦井回采率,%。

Qy—礦井年實際預抽瓦斯量,m3;

y—鄰近層和圍巖瓦斯儲量系數,取1.2;

m—核定區域內無需抽采煤層或非突煤層中的采煤工作面個數。按照《煤礦安全規程》、《防治煤與瓦斯突出規定》等規定確定核定區域允許生產采煤的最多工作面個數;

j—礦井掘進出煤系數,取1.1~1.2;

lbi—第i個采煤工作面平均長度,m;

hbi—第i個采煤工作面煤層平均采高,m。放頂煤開采時為采放總厚度;

ρbi—第i個采煤工作面的原煤視密度,t/m3;

vbi—第i個采煤工作面平均日推進度,m/d;

ηbi—第i個采煤工作面回采率,%。按礦井實際回采率取值。

(四)按礦井瓦斯抽采率核定

按式(5)計算核定年產量:

(5)

式中 A4—按礦井瓦斯抽采率核定年產量,萬t/a;

Q—瓦斯抽采達標允許最大礦井絕對瓦斯涌出量,m3/min;

瓦斯抽采達標允許的最大礦井絕對瓦斯涌出Q,按表9-1取值,具體數值可采用線性插值法計算得到。

表9-1 達標允許最大礦井絕對瓦斯涌出量

礦井瓦斯抽采率η/% 達標允許最大礦井絕對瓦斯涌出量Q/m3/min

η<35 Q<20

35≤η<40 20≤Q<40

40≤η<45 40≤Q<80

45≤η<50 80≤Q<160

50≤η<55 160≤Q<300

55≤η<60 300≤Q<500

η≥60 Q≥500

第三十四條 煤礦瓦斯抽采達標生產能力驗證方法

按礦井允許生產工作面個數、采煤工作面瓦斯抽采達標生產能力進行驗證,按式(6)進行計算:

(6)

式中 B—煤礦瓦斯抽采達標生產驗證能力,萬t/a。計算結果取整;

B1—礦井采煤工作面的瓦斯抽采達標生產能力,t/d;

j—礦井掘進出煤系數,取1.1~1.2。

礦井采煤工作面的瓦斯抽采達標生產能力是所有達標采煤工作面產量之和,單個采煤工作面的瓦斯抽采達標生產能力按Bbi、Bci和Bdi選取小值。

礦井采煤工作面瓦斯抽采達標生產能力B1按照式(7)計算:

(7)

式中 Bbi —第i個采煤工作面日產量,t/d;

Bci —第i個采煤工作面抽采達標時允許工作面最大日產量,單位為t/d;

Bdi —第i個采煤工作面回風瓦斯濃度達標的工作面最大日產量,t/d;

n —核定的采煤工作面個數。按照《煤礦安全規程》、《防治煤與瓦斯突出規定》等規定確定礦井允許生產采煤的最多工作面個數,但突出礦井回采工作面個數不得超過2個(不含開采薄煤層保護層的工作面個數)。

(一)采煤工作面日產量計算

按式(8)計算:

(8)

式中 lbi —第i個采煤工作面平均長度,m;

hbi —第i個采煤工作面煤層平均采高,m。放頂煤開采時為采放總厚度;

ρbi —第i個采煤工作面的原煤視密度,t/m3;

vbi —第i個采煤工作面平均日推進度,m/d;

ηbi —第i個采煤工作面回采率,%。按礦井實際回采率取值。

(二)采煤工作面瓦斯抽采達標生產能力計算

1.對瓦斯涌出量主要來自于開采層的采煤工作面,瓦斯抽采達標生產能力Bci應以表9-2中煤層可解吸瓦斯量對應的工作面日產量計算,可采用線性插值法計算得到。

表9-2 采煤工作面回采前煤的可解吸瓦斯量對應的工作面日產量

可解吸瓦斯量 /m3/t

抽采達標時允許工作面日產量 Bc/t/a

7.0< ≤8.0

≤1000

6.0< ≤7.0

2500~1001

5.5< ≤6.0

4000~2501

5.0< ≤5.5

6000~4001

4.5< ≤5.0

8000~6001

4.0< ≤4.5

10000~8001

≤4.0

>10000

2. 對瓦斯涌出量主要來自于鄰近層或圍巖的采煤工作面,按照表9-3工作面瓦斯抽采率對應的瓦斯涌出量計算的工作面瓦斯抽采達標生產能力Bci按式(9)計算。

(9)

式中 Qci —第i個采煤工作面達標允許最大工作面絕對瓦斯涌出量,m3/min。根據工作面瓦斯抽采率按表3取值,按線性插值法計算得到;

qci —第i個采煤工作面相對瓦斯涌出量,m3/t。

表9-3 采煤工作面瓦斯抽采率應達到的指標

工作面抽采率N/% 工作面絕對瓦斯涌出量Qc/m3/min

20≤N<30 5 ≤ Q <10

30≤N<40 10 ≤Q <20

40≤N<50 20≤Q<40

50≤N<60 40≤Q<70

60≤N<70 70≤Q<100

70≤N 100≤Q

(三)采煤工作面回風瓦斯濃度達標生產能力計算

按照采煤工作面風速不得超過4m/s,回風流中瓦斯濃度不得超過1%驗證采煤工作面瓦斯抽采達標生產能力Bdi,Bdi按式(10)計算。

(10)

式中 Qfci —第i個采煤工作面滿足工作面風速要求的最大供風量,m3/min;

Qci —第i個采煤工作面相對瓦斯涌出量(不包含已抽采瓦斯量),m3/t。[1] 

第十章 地面生產系統生產能力核定


第三十五條 進行能力核定的地面生產系統必須系統完善、運轉正常。

第三十六條 地面生產系統能力核定的主要內容和標準:

(一)地面生產系統能力主要是地面篩分、地面輸送機、外運裝車(含鐵路運輸及汽車運輸)、儲(貯)煤場等各生產環節的能力;

(二)地面生產系統能力應根據實際生產設施核定,并取系統中各環節設備的最小能力為地面生產系統核定能力;

(三)地面生產系統中的儲煤能力應達到3~7d的礦井產量。儲煤能力包括儲煤場和貯煤裝車倉總能力;

(四)地面生產系統煤倉(場)至裝車外運各環節的處理能力富余系數為1.2;

(五)汽車外運能力按下式計算:

式中 A—年裝車外運量,萬t/a;

k1—運輸不均勻系數。煤礦自有汽車隊取0.9,外委汽車隊取0.8;

T—每日裝車作業時間,h/d;

A1—小時裝車能力。按下式計算:

(t/h)

式中 G—每輛汽車平均載重,t;

n—可同時作業裝車車位數;

t1—每輛車調車作業時間,min;

t2—每輛車平均裝車時間,min。

(六)鐵路外運能力計算公式:

式中 A—鐵路年外運能力,萬t/a;

N—每天列車數,列/d;

G—平均每列車凈載量,t/列;

k1—運輸不均勻系數,取1.1~1.2。

第十一章 露天煤礦生產能力核定


第三十七條 核定露天煤礦生產能力必須具備下列條件:

(一)各生產環節運轉正常;

(二)采剝關系正常,兩個煤量及工作面(線)長度符合要求;

(三)采場、排土場邊坡保持穩定;

(四)安全保護及監測系統完善,運行正常;

(五)灑水除塵設備完好,礦坑內粉塵含量符合國家規定標準。

第三十八條 露天煤礦生產能力應首先核定剝采能力,根據剝采能力和申請核定能力當年、前一年、后一年3年均衡剝采比計算原煤生產能力。

有多種生產工藝的礦山分工藝核定剝采生產能力,然后匯總,再計算露天煤礦生產能力。一般按照穿爆、采、運、排4個環節來計算。

間斷工藝(單斗—卡車/火車—推土機)4個環節分別計算;

單斗—卡車—半固定破碎站—膠帶—卸煤口或排土機構成的半連續工藝,按系統能力統一核算單套采、運、排能力(如果是采煤,則只算采、運能力),不再分別核算系統各部分能力;但系統使用的卡車不再單獨計算運輸能力。

單斗—移動破碎站—膠帶—卸煤口或排土機構成的半連續工藝,按系統能力統一核算單套采、運、排能力(如果是采煤,則只算采、運能力),不再分別核算系統各部分能力。

輪斗鏟—膠帶—排土機構成的連續工藝按系統能力統一核算單套采、運、排能力,不再分別核算系統各部分能力。

拉斗鏟系統按系統能力統一核算一個采、運、排能力(含拋擲爆破量),為其做擴展平臺的單斗—卡車系統量按設備單獨計算。

第三十九條 核定剝采能力時取環節能力的最小值,即:

式中 Pt—剝采能力,萬m3/a;

Pd—穿爆環節能力,萬m3/a;

Vu—不需要爆破的松散物料年計劃挖掘量,萬m3/a;

Pl—采裝環節能力,萬m3/a;

Ph—運輸環節能力,萬m3/a;

Ps—排土環節能力,萬m3/a。

第四十條 露天煤礦的環節能力計算主要以環節中各設備(系統)的年正常作業小時和小時效率來計算。年正常作業小時和小時效率一般取上年度設備(系統)的年實際作業小時和實際小時效率統計值。如核定當年的設備(系統)計劃作業時間與上年度實際統計值有較大差異時,應說明原因。

對于更新、新增設備(系統),如果核定礦山沒有同型號設備或系統,則采用設計參數進行計算。

計算環節能力時,除了自有設備外,還應包括在正常工作幫坡角(以設計院設計幫坡角為準)范圍內作業的外包隊伍的設備和能力。

第四十一條 穿孔爆破環節能力按下式計算:

式中 n—設備臺數,臺;

Pda—單臺穿孔設備年能力,萬m3/a。按下式計算:

式中 Hy—年正常作業小時數,h;

Mh—小時效率,m/h;

Cb—爆破出巖率,m3/m;

Rd—鉆孔利用率,%。

第四十二條 采裝環節能力按下式計算:

式中 n—設備(系統)數量,臺(套);

Pla—單臺(套)采裝設備(系統)年能力,萬m3/a。按下式計算:

式中 Vh—設備(系統)正常作業平均小時能力,m3/h;

Hy—年正常作業小時數,h。

第四十三條 運輸環節能力按下式計算:

式中 n—設備(系統)數量,臺(套);

Pha—單臺(套)運輸設備(系統)年能力,萬m3/a。按下式計算:

式中 Vh—設備(系統)正常作業平均小時能力,m3/h;

Hy—年正常作業小時數,h。

第四十四條 排土環節能力按下式計算:

式中 n—設備(系統)數量,臺(套);

Psa—單臺(套)排土設備(系統)年能力,即年可服務的排棄量,不是實際推送量,萬m3/a。按下式計算:

式中 Vh—設備正常作業平均小時能力,m3/h;

Hy—年正常作業小時數,h;

Pm—卸煤能力,破碎口和地面煤堆卸煤能力,m3/a。

第四十五條 露天煤礦原煤生產能力按下式計算:

式中 Pc—核定的年原煤生產能力,萬t/a;

Pt—剝采能力,萬m3/a;

R—核定當年、前一年、后一年3年平衡剝采比,m3/t;

ρ—原煤視密度,t / m3;

r—毛煤系數,r>1。


第十二章 選煤廠生產能力核定


第四十六條 選煤廠核定生產能力檔次劃分標準與煤礦核定生產能力檔次劃分標準相同。

凡核定生產能力不在標準檔次的,按就近下靠的原則確定能力檔次。

第四十七條 選煤廠核定生產能力必須具備下列條件:

(一)應有健全的生產、技術、安全管理機構及滿足生產需要的專業技術人員;

(二)選煤廠機電設備完好,生產系統、設施運轉正常,各種保護裝置齊全,符合《選煤廠安全規程》;

(三)必須實現煤泥水閉路循環;

(四)堅持正常的檢修制度,達到規定的檢修時間。

第四十八條 選煤廠核定生產能力的主要內容:

(一)選煤廠生產能力主要核定以下系統環節能力,并取其最小環節能力為選煤廠的核定生產能力:

1.原煤、產品煤運輸(主要輸送設備)系統能力;

2.除雜、篩分、破碎系統能力;

3.選煤環節(跳汰、重介、浮選、其他選煤方法)能力;

4.排矸環節(動篩跳汰、重介斜輪、選擇性破碎機、風力干選等)能力;

5.原煤、產品煤儲存(儲煤場、貯煤倉)與裝車外運系統能力;

6.煤泥處理回收系統能力。

(二)選煤廠各環節設備處理能力的不均衡系數按以下規定選取:

1.礦井型選煤廠原煤受煤至原煤倉(場)設備處理能力應與礦井最大提升(煤)能力一致。

2.群礦選煤廠由車輛運輸來煤時,受煤坑至原煤倉(場)設備處理能力的不均衡系數取1.30~1.50。

3.在原煤倉后設備處理能力的不均衡系數,在額定小時能力的基礎上,煤流系統取1.15,煤泥水系統取1.25。

(三)核定選煤廠系統環節能力時,若設備實測能力大于設備額定能力,以設備額定能力為準;若設備實測能力小于設備額定能力,以設備實測能力為準。

(四)選煤廠系統環節能力以實際生產設施進行核定。


第十三章 附 則 


第四十九條 本標準由國家煤礦安監局負責解釋。

第五十條 本標準自發布之日起施行。此前有關規定與本標準不一致的,以本標準為準。

煤礦設計

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