矿井生产能力核定调整说明书2005.07.07(定稿)

1、山东丰源煤电股份有限公司北徐楼煤矿矿井生产能力核定说明书二五年四月六日山东丰源煤电股份有限公司北徐楼煤矿矿井生产能力核定说明书总工程师： 矿 长： 二五年四月六日矿井生产能力核定编审人员矿井生产能力核定领导小组组 长: 林清华副组长: 赵永清 成 员: 徐宪成、王家宏、杨位勤、赵乐贤、赵序跃、阮少华矿井生产能力核定具体分工矿井基本概况:赵永清、甘志雄、丛培杰、晁夫海提升系统：王家宏、曹士勇、陈国昌、韩 彬运输系统：王家宏、曹士勇、陈国昌、韩 彬通风系统：赵序跃、叶选红排水系统：王家宏、赵庆国、陈国昌、韩 彬压风系统：王家宏、赵庆国、陈国昌、韩 彬采掘部分：阮少华、甘志雄、周生伟供电系统：王家宏

2、、曹士勇、陈国昌、韩 彬地面生产系统：王家宏、曹士勇、陈国昌、韩 彬安全程度评估：杨位勤、赵序跃、刘瑞成37目 录前 言1第一部分 矿井基本概况2第一节 地理位置2第二节 井田地质特征2第三节 矿井储量5第四节 矿井开拓方式6第二部分 矿井目前的生产状况8第一节 主要系统变更情况8第二节 生产布局及能力9第三节 资源回收情况9第三部分 矿井生产能力核定情况11第一节 主井提升能力核定情况11第二节 副井提升能力核定情况14第三节 井下运输能力核定情况16第四节 矿井通风能力核定情况25第五节 矿井排水能力核定情况26第六节 矿井压风能力核定情况27第七节 采掘工作面能力核定情况27第八节 地面

3、生产系统能力核定情况30第九节 矿井供电能力核定情况31第十节 矿井安全程度核定情况33第十一节 2004年度的主要技术改造项目34第十二节 综合生产能力确定35回采工作面接续表37生产能力核定表441、环节能力核定表452、2004年底矿井储量表463、2004年底套改各类储量表474、2004年可采储量情况表485、工作面能力核定表496、主井提升能力核定表507、主井（主暗斜井）皮带提升能力核定表518、副井（副暗斜井）提升能力核定表529、矿井通风能力核定表5310、矿井排水能力核定表5411、井下运输能力核定表5512、地面生产系统能力核定表5613、矿井供电能力核定表5714、矿井

4、安全程度核定表5815、矿井概况表5916、2004年主要技术经济指标表6017、生产矿产量汇总表6118、煤矿汽车运输能力核定表6219、矿井核定薄弱环节统计表63前 言北徐楼煤矿1989年由枣庄煤炭规划设计院进行矿井初步设计，经山东省城乡建设委员会以（90）鲁建设发11号文批复，原设计生产能力45万吨年。矿井1999年2月转入试生产，2000年1月正式投产，主采12下、16层煤。由于12下煤发热量低，灰分高，而16煤发热量高，灰分低，为提高煤炭质量，布置一个12下煤回采工作面和两个16煤回采工作面，采用12下煤和16煤配采的方法，以确保煤炭质量,从而占领市场，增加经济效益。近年来随着矿井开

5、采技术及生产管理水平的不断提高，北徐楼煤矿对矿井开拓开采方式、回采工艺、矿井提升运输、矿井通风系统等进行了一系列技术改造，生产环节不断优化，矿井单产、单进大幅度提高。矿井2002年实际生产产量83.8万吨，2003年实际生产产量96.5万吨，2004年实际生产产量97.44万吨。矿井实际生产能力远远超过2002年核定的60万吨年生产能力。为准确反映矿井实际生产能力，更好地指导安全、生产经营管理工作。按照省煤炭工业局鲁煤规发200372号文、193号文和鲁煤规发200459号文规定及要求，我矿组织有关工程技术人员对矿井生产能力进行了重新核定。本次生产能力核定反映了矿井各系统的实际能力，也真实体现

6、了矿井安全生产管理水平，因此申请省煤炭工业局将我矿生产能力调整为90万吨年。第一部分 矿井基本概况第一节 地理位置北徐楼煤矿位于滕县煤田北部，滕州市滨湖镇境内，井田范围为 东 经1165034至1165639； 北 纬 350354至350751。主井井口的地理坐标为X=3885919.0，Y=20492150.0，Z=+38m；副井井口的地理坐标为X=3885950.0，Y=20492190.0，Z=+38m。矿井距滕州市约23公里，东临京沪铁路，公路四通八达，可直达滕州市、邹城市、济宁市、微山县城；西部濒临独山湖，矿区附近设有岗头港、辛安港航运码头，经京杭大运河向北可达济宁、嘉祥及河北省南

7、部一些县市，向南可达浙沪一带。北徐楼井田内地形平坦，为第四系湖积平原，陆地部分地面标高+33.47+40.89m，地形变化的总趋势是东北部较高而西南部则较低，坡度平均为1.0 。小龙河由东北向西南，瓦渣河由东南向西北流经井田中部，汇入独山湖，属季节性河流。独山湖面广水浅，一般常年积水，水深2m左右，湖水经防、蓄、疏、排的综合治理后，滕北煤田一般可免受其害。第二节 井田地质特征一、地质构造及构造类型北徐楼井田位于大刘庄正断层与北徐楼正断层组合形成的宽约2.52.6km的地垒构造中段，井田内断层不发育。主体褶曲是奎子穹隆，穹隆的东翼及南翼波状起伏较多，给工作面的布置带来一定的困难。从整体情况看，井

8、田地质构造复杂程度属中等偏简单型，即含煤地层产状平缓，沿走向和倾向均发育宽缓褶皱或伴有一定数量的断层。二、煤层本井田含煤地层为下二叠统山西组和上石炭统太原组，海陆交互相沉积，共含煤17层，其中可采或局部可采为6层，即3煤、11煤、12下煤、14煤、16煤、17煤，平均总厚度12.23m。各煤层稳定性评价参数详见表1-1，各可采或局部可采煤层的厚度、层间距及煤层结构等情况详见表1-2 。表11煤层选 用 参 评 点可采性指数Km变异系数r(%)煤 层稳定性厚度0.70.7厚度0.6厚度0.6合计3300316稳 定115923370.13533.1极不稳定12下4350480.89623.1较

9、稳 定146726390.1549.9极不稳定166540690.9418.2稳 2317.3极不稳定表12煤层全层厚度（m）最小最大平均厚 度（m）最小最大平均煤层间距（m）最小最大平均结构夹石层层数见夹石层点数煤层可采性36.088.907.906.088.907.90406251简单11可采110.201.190.570.100.830.5210.1326.6516.590.296.642.9838.0463.4048.954.8412.626.06简单110局部可采12下0.621.851.450.601.851.45简单偏复杂118可采22631140.10

10、1.260.540.101.260.52简单21局部可采160.601.481.150.601.481.15简单113可采21170.300.870.620.300.870.62简单16局部可采21三、主要煤层顶、底板特征3煤层厚度6.088.90m，平均7.90m，煤层结构简单，直接顶板以泥岩、砂质泥岩为主，厚0.693.58m，次为细粒砂岩，厚11.14m，局部有泥岩伪顶，较为稳定，直接底板多为泥岩，厚0.902.53m，次为粉砂岩，厚1.75m，偶见泥岩伪底，中等坚固至坚固。11煤层厚度0.201.19m，平均0.57m，煤层结构简单，顶板以粉砂岩为主，占57%，平均厚度4.21m，其次

11、为泥岩，厚度较小。底板一般以泥岩、粉砂岩为主。12下煤层厚度0.621.85m，平均1.45m，煤层结构简单偏复杂，顶板以粉砂岩、细砂岩为主，占68%，平均厚度5.65m，其次为泥岩，厚度较小。底板以八灰为主，占68%，其次为泥岩、粉砂岩，八灰厚度0.006.19m，平均2.82m，在八灰底板分布区，一般可见一层平均厚度在0.26m左右的泥岩伪底。14煤层厚度0.101.26m，平均厚度0.52m，煤层结构简单，顶板以八灰为主，占72%，其次为泥岩，在八灰分布区，一般可见一层平均厚度在0.21m左右的泥岩伪顶。底板以粉砂岩、细砂岩为主，占70%左右，平均厚度5.50m，其次为泥岩底板，厚度较小

12、。16煤层厚度0.601.48m，平均厚度1.15m，煤层结构简单，顶板为十下灰，厚度2.807.08m，平均厚度4.73m，在65%左右的见煤点中可见一层泥岩伪顶，厚度一般小于0.10m，最厚者为0.15m，底板以泥岩、粉砂岩为主，泥岩底板厚度较小，一般在1.0左右，粉砂岩底板则厚度较大。17煤层厚度0.300.87m，平均厚度0.62m，煤层结构简单，顶板以十一灰为主，约占70%，其次为粉砂岩、泥岩顶板，在灰岩顶板分布区的局部地段有泥岩伪顶分布。底板以细砂岩为主，占90%，其次为泥岩、粉砂岩。四、煤质本井田煤的成因类型属腐植煤，以区域热变质作用为主，3煤、11煤、12下煤、14煤、16煤、

13、17煤均为气煤，原煤平均灰分8.5122.23%，精煤灰分一般不超过10.0%，为良好的动力用煤；除3煤、12下煤为中硫煤层以外，其余各煤层均为富硫煤层；各煤层均为特低磷，高挥发分，中等强粘结性煤层；11煤为中热值煤，12下煤、14煤、17煤为中高热值煤，3煤、16煤为高热值煤。各煤层结焦性较好，成焦率高，可作为良好的配焦用煤。五、水文地质北徐楼煤矿属于水文地质条件中等型矿井，断层、陷落柱均不导水。矿井防治水系统健全，根据矿井生产地质报告提供的资料，预计矿井正常涌水量110m3/h，最大涌水量220m3/h，现矿井实际涌水量为60m3/h。六、开采技术条件矿井采用立井开拓，走向长壁采煤法，全部

14、垮落法管理顶板，中央并列式通风，副井进风，主井回风，主采煤层为12下、16层煤；12下煤采用铰接顶梁配合单体液压支柱支护，柱距0.6m，排距1.2m，16煤采用单液压支柱进行支护，柱距0.75m，排距1.2m，主采煤层层位稳定。局部可采煤层为3、11、14、17层煤。井田内各可采煤层顶板为中等-难冒落顶板；底板为中等稳定-稳定底板。各煤层顶、底板情况分述如下：1、煤3：直接顶板以泥岩、砂质泥岩为主，厚0.693.58m，次为细粒砂岩，厚11.14m，局部有泥岩伪顶，较为稳定，直接底板多为泥岩，厚0.902.53m，次为粉砂岩，厚1.75m，偶见泥岩伪底，中等坚固至坚固。2、煤11：顶板以粉砂岩

15、为主，占57%，平均厚度4.21m，其次为泥岩，厚度较小。底板一般以泥岩、粉砂岩为主。3、煤12下：顶板以粉砂岩、细砂岩为主，占68%，平均厚度5.65m，其次为泥岩，厚度较小。底板以八灰为主，占68%，其次为泥岩、粉砂岩，八灰厚度0.006.19m，平均2.82m，在八灰底板分布区，一般可见一层平均厚度在0.26m左右的泥岩伪底。4、煤14：顶板以八灰为主，占72%，其次为泥岩，在八灰分布区，一般可见一层平均厚度在0.21m左右的泥岩伪顶。底板以粉砂岩、细砂岩为主，占70%左右，平均厚度5.50m，其次为泥岩底板，厚度较小。5、煤16：顶板为十下灰，厚度2.807.08m，平均厚度4.73m

16、，在65%左右的见煤点中可见一层泥岩伪顶，厚度一般小于0.10m，最厚者为0.15m，底板以泥岩、粉砂岩为主，泥岩底板厚度较小，一般在1.0左右，粉砂岩底板则厚度较大。6、煤17：顶板以十一灰为主，约占70%，其次为粉砂岩、泥岩顶板，在灰岩顶板分布区的局部地段有泥岩伪顶分布。底板以细砂岩为主，占90%，其次为泥岩、粉砂岩。矿井为低瓦斯矿井，各煤层均具有煤尘爆炸危险性，具有一定程度的自然发火倾向，自燃倾向性为自燃。区域性地热梯度每百米为2.37，现开采的300水平无高温地热危害。第三节 矿井储量一、矿井边界井田东部以第27勘探线为界，西部以孟口正断层为界，北部以北徐楼正断层为界，南部以大刘庄正断

17、层为界，具体位置由10个拐点坐标圈定。附矿井拐点坐标表1-3：表1-3拐点编号XY拐点编号XY13884580204859606388754520494900238853902048816073886260204933153388756020490860838850352049172543888825204928559388369020489370538890502049410510388230020486575二、储量全矿井累计探明地质储量9675.0万吨，其中能利用储量6868.0万吨，表外储量2807.0万吨，可采储量3282.6万吨。截止2004年底，矿井累计采出煤量428.44万吨，

18、损失煤量17.8万吨，矿井保有地质储量9228.76万吨，保有能利用储量6421.76万吨，保有可采储量2854.16万吨。（详见表1-4）截止2004年底矿井储量统计表(单位：万吨 ) 表14煤 层地质储量能利用储量暂不能利用储量可采储量A+B+CD33024.3918.11634.7471.5689.011185.9185.912下1270.87981.27289.6681.3714170.6170.6163134.692066.09821.6247.01483.79171442.41442.4全矿井9228.763965.462456.32807.02854.16第四节 矿井开拓方式一、

19、开拓方式矿井采用立井开拓，中央并列式通风，副井进风，主井回风。二、开采方法煤层开采顺序先上后下，近距离煤层群分组联合布置，上下山开采。上山采区区段前进式，下山采区区段后退式，区段内后退式回采。采用走向长壁采煤法，全部垮落法管理顶板。第二部分 矿井目前的生产状况第一节 主要系统变更情况根据（83）鲁计煤字145号文，北徐楼煤矿1989年由枣庄煤炭规划设计院进行矿井初步设计，经山东省城乡建设委员会以（90）鲁建设发11号文批复，原设计生产能力45万吨年，矿井2000年1月正式投产。主采12下煤、16层煤，由于12下煤发热量低，灰分高，而16煤发热量高，灰分低，为提高煤炭质量，布置一个12下煤回采工

20、作面和两个16煤回采工作面，采用12下煤和16煤配采的方法，以确保煤炭质量,从而占领市场，增加经济效益。随着矿井开采技术及生产管理水平的不断提高，北徐楼煤矿对矿井开拓开采方式、回采工艺、矿井提升运输、矿井通风系统等进行了一系列技术改造，生产环节不断优化，矿井单产、单进大幅度提高。使矿井生产管理水平逐步提高，矿井生产能力已超过90万吨年。矿井2002年实际生产产量83.8万吨，2003年实际生产产量96.5万吨，2004年实际生产产量97.44万吨。现将矿井目前主要生产系统调整情况与原设对照如下表：矿井通风系统调整情况 表21项 目单 位原 设 计目 前主要通风机型号BDK65B-10-NO22

21、BDK65B-10-NO22电 机 功 率Kw2552160附属装置无变频调速主要进风巷断面M26. 88.4主要回风巷断面M27.29.2矿 井 负 压Pa22131645矿井等积孔M22.242.37矿井进风量M3s4579.4矿井原煤提升系统调整情况 表22项 目原 设 计目 前 实 际矿井生产能力45万吨年97.44万吨年计算提升工作日330天350天计算提升小时14小时18小时提 升 高 度340米340米提 升 容 器4.0吨底卸式箕斗5.5m3轻型底卸式箕斗一次循环时间94s90s控 制 方 式手动控制PLC自动控制系统提 升 能 力60万吨年104万吨年第二节 生产布局及能力矿

22、井现生产水平为-300m水平，共有2个生产采区，3个采煤工作面，分别为12201对拉工作面（12下煤）、16107对拉工作面（16煤）、16201对拉工作面（16煤）。开拓准备采区为三采区。、首采区情况本采区东西长约为800米，南北长约2500米，地质储量519.6万吨，可采储量336.1万吨。采区设计生产能力45万吨/年，布置工作面1个，采用走向长壁采煤法。、二采区情况本采区地质储量934.29万吨，可利用储量755.56万吨，可采储量642.23万吨，设计损失储量113.33万吨。采区设计生产能力60万吨/年，布置工作面2个，采用走向长壁采煤法。矿井首采区、二采区均采用双翼布置，主采煤层为

23、12下、16煤，11、14、17不可采，煤层倾角05。第三节 资源回收情况 北徐楼煤矿建立了储量管理制度、北徐楼煤矿“三率”指标的考核办法及奖罚措施和关于加强浮煤回收管理的暂行规定等措施，严格 “三率”指标管理。各个工作面严格按设计施工，无超层越界、乱采乱掘现象，无采富弃贫、采易弃难、破坏浪费资源等情况，北徐楼煤矿设计采区回采率为85，实际采区回采率为92.6。各工作面回采率都超过规定。2004年度全矿井共动用储量101.64万吨，其中采出量97.44万吨，损失量4.2万吨，符合有关规定。截止2004年12月31日,全矿井共获得累计探明地质储量9675.0万吨，其中矿井动用储量446.24万吨

24、，期末保有地质储量9228.76万吨，期末保有工业储量3965.46万吨。在矿井动用的446.24万吨储量中：采出428.44万吨，损失17.8万吨。在期未保有的9228.76万吨地质储量中，暂不能利用储量2807.0万吨，能利用储量6421.76万吨，其中工业储量3965.46万吨，可采储量2854.16万吨。第三部分 矿井生产能力核定情况第一节 主井提升能力核定情况2002年度核定主井提升能力为90.9万吨/年，2004年度核定主井提升能力为104万吨/年。一、主井提升系统概况主井提升机型号为2JK3.5/15.5，电动机型号为YR50012/1180，功率500KW，电压6千伏。钢丝绳型

25、号为619-34-170-I-镀-右同，最大提升速度5.88m/s，提升高度为340m。为了提高矿井生产能力，充分发挥各生产环节的作用，2002年我矿对主井主提升机电控系统进行技术改造，采用焦作华飞公司生产的JTDKZNZKT/P交流提升机电控系统控制，该系统由PLC集中自动控制提升机的提升运行状态。保证了提升机按有关规定要求提升。2004年我矿投资50万元对井下装载系统及箕斗进行改造；装载系统采用常熟市新虞电器有限责任公司生产的KJ1O主井自动装卸载及提升信号装置，实现了装载全过程的自动化控制，确保了定重装载和提升信号的及时发出到提升机电控系统的主机，避免了人为控制给煤的不准确和发出信号的不

26、及时而造成不必要的浪费；同时对箕斗进行改造，将4.0吨底卸式箕斗改造为石家庄飞机工业有限责任公司生产的QJ5.5A轻型箕斗，自重2.475吨，容积5.5m3，载重5吨。单勾循环时间90s；改造后经山东煤矿机电装备安全检测中心检测，主提升机状况良好，各项安全设施齐全完好。二、主井提升系统核定情况式中：P每年提升煤量Q每次提升煤量，为5吨T每次提升循环时间（秒/次），为90秒K1提升不均匀系数，有缓冲煤仓取1.1K2提升能力富裕系数 取1.1已采用数字化自动控制系统，提升时间按18小时，每年按350天计算代入公式计算得：结论：主井提升能力核定为104万吨。1、矿井基本参数工作制度：年工作日数br：

27、350d/a，日工作时数bn：18h/d提升方式：单绳缠绕式立井提升，提升高度H：340m井架高度Hj：35m，卸载高度，Hx：10m钢丝绳最大悬垂长度Hc：365m，一次提升重量：Q=52000N矿井阻力系数：K1=1.152、提升机型号：2JK3.5/15.5最大静张力Fjm=170000N，最大静张力差Fjm=115000N提升机变位重力：Gj=236000N，减速机型号：ZHLR170最大输出扭矩：Mmax=300000Nm，速比：i=15.53、导向轮直径：Dt=3.0m，变位重力：Gt=7810N4、电动机型号：YR50012/1180额定功率：Pe=500KW，额定转速：ne=4

28、90r/min过载系数m：1.99，转子飞轮转矩：GD2：7800Nm2定子额定电压Ve：6000V定子额定电流Ie：67A转子额定电压V2e：621V，转子额定电流I2e：516A5、提升容器及钢丝绳提升容器：箕斗，容器自重：QZ=28000N钢丝绳：规格型号：61934177镀右同，单位重力：40.93N/m钢丝绳总破断拉力Qd=736000N，钢丝绳全长：1200m一、提升钢丝绳安全系数的验算、提升钢丝绳最大静张力提物时：Fjm物=95348.75N、钢丝绳安全系数m的验算提升时：m物=Qd/Fjm物=736000/95348.75=7.726.5结论：符合煤矿安全规程规定。二、立井天轮

29、、滚筒绕绳部分的最小直径与钢丝绳直径之比D/绳=3000/34=88.280结论：符合煤矿安全规程规定。三、立井天轮、滚筒绕绳部分的最小直径与钢丝绳最粗钢丝直径之比D/丝=3000/2.2=1363.61200结论：符合煤矿安全规程规定。四、提升系统总变位质量的测算m=66606.9Kg其中：提升机：Gj=236000N，天轮：Gt=7810N有益载荷：Q=52000N，容器自重：QZ=28000N电动机：Gd=208217N，钢丝绳：Gs=49116N五、提升机强度的验算、提升机最大静张力的验算1、Fjm=95348.75NFjm=170000N2、结论：验算通过。提升机最大静张力差的验算1

30、、Fjc=65916.2NFjc=115000N2、结论：验算通过。六、提升速度的测定与验算1、最大提升速度的测定：实测转速：n=490r/min滚筒直径：D=3.5m传动比：i=15.5计算Vmax=（Dn）/（60i）=5.79m/s（2）提升机提升速度图和提升力图：（参见附图）提升机提升速度图提升力图速度V（m/s）/V2/V4/5.94/0.49/距离H（m）H1H2H3H4H531.75273.4224.849.80.2T（s）t1t2t3t4t510.3467.3200.4a（m/s2）a1/a3/a50.54/0.69/1.238、提升速度（见表）2、提升加、减速度的验算：主加速

31、度a1的验算：按减速器允许的传动扭矩验算：计算a1值：=2.3m/s2a1结论：符合计算要求。按电动机允许的正常过负荷能力验算：计算a1值：0.96 m/s2a1结论：符合计算要求。七、电动机功率的验算：电动机功率计算：Pd值=420KW验算电动机功率功率验算：Pe=500KW1.1 Pd=1.1420=462KW结论：验算通过。2、正常工作过负荷验算：Imax/Ie=1.160.75m=1.49结论：验算通过。以上数据见山东煤矿机电装备安全检测中心2004年11月26日的检测报告。第二节 副井提升能力核定情况2002年度核定能力为149.6万吨/年，2004年度核定能力为137万吨/年。一、

32、 副井提升系统概况副井提升为立井提升，绞车型号2JK-3.5/15.5，最大提升速度5.84m/s，电动机功率400KW，提升容器为1对1吨双层单车普通罐笼，型号为GS1-2-1，主要提升任务是提升人员、物料、矸石、掘进煤。2004年，我矿投资了60万元对副井主提升机电控系统进行技术改造，采用焦作华飞公司生产的JTDKZNZKT/P交流提升机电控系统控制，该系统由PLC集中自动控制提升机的提升运行状态。保证了提升机按有关规定要求提升。同时，在副井下井口安装使用中国矿业大学研制的新型罐笼安全承接装置，代替原有的长臂摇台，解决使用长臂摇台带来的调罐、矿车掉道、装卸困难等问题。该装置利用弹簧蓄能器吸

33、收罐笼落罐时的动能。当罐笼以爬行速度正常落罐时，由于该装置有一定初始托罐力，从而柔性托住罐笼，当罐笼高速下落时，罐笼可以使托爪向下翻转，这样就避免了蹲罐事故的发生。罐笼发生过放后，该承接装置的托爪能自动复位。其优点是：1、大大提高提升装卸效率；2、具有托罐稳罐功能；3、具有防蹲缓冲功能；4、纯机械操作，无其它动力源；5、安装方便，运行安全可靠，维护量极小。提升机电控系统改造后，经山东煤矿机电装备安全检测中心检测，提升机状况良好，各项安全设施齐全完好。二、副井提升系统核定情况P副井提升核定能力 （万吨/年）R矸石占原煤产量的比重（%），为20% 其中：Q矸每班提升矸石重量（吨/班），为600吨Q

34、煤每班原煤产量（吨/班），为3000吨）C每次提矸石重量（吨/次），为3.6吨t矸提矸循环时间（秒/次），为110秒M每吨煤用材料比重（%），为2%N每次提材料吨数（吨/次），为2吨t料下料每次提升循环时间（秒/次），为130秒D下其它料次数（次/班），为6次t其它下其它料每次提升循环时间（秒/次），780秒t人每班上下人总时间（秒/班），3600秒代入公式得：结论：副井提升能力核定为137万吨/年。1、矿井基本参数工作制度：年工作日数br：350d/a，日工作时数bn：18h/d提升方式：单绳缠绕式立井提升，提升高度H：338m井架高度Hj：27m钢丝绳最大悬垂长度Hc：365m，一次提升重

35、量：Q=18000N矿井阻力系数：K1=1.22、提升机型号：2JK3.5/15.5最大静张力Fjm=170000N，最大静张力差Fjm=115000N提升机变位重力：Gj=236000N，减速机型号：ZHLR170最大输出扭矩：Mmax=300000Nm，速比：i=15.53、导向轮直径：Dt=3.5m，变位重力：Gt=11000N4、电动机型号：Y40012/1180额定功率：Pe=400KW，额定转速：ne=490r/min过载系数m：2.0，转子飞轮转矩：GD2：6170Nm2定子额定电压Ve：6000V定子额定电流Ie：55A转子额定电压V2e：521V，转子额定电流I2e：493A

36、5、提升容器及钢丝绳提升容器：箕斗，容器自重：QZ=42810N钢丝绳：规格型号：61937177镀右同，单位重力：47.73N/m钢丝绳总破断拉力Qd=876000N一、提升钢丝绳安全系数的验算、提升钢丝绳最大静张力提人时：Fjm人=75749.5N提物时：Fjm物=81749.5N、钢丝绳安全系数m的验算提人时：m人=Qd/Fjm人=736000/75749.5=9.79.0提物时：m物=Qd/Fjm物=736000/81749.5=9.07.5结论：符合煤矿安全规程规定。二、立井天轮、滚筒绕绳部分的最小直径与钢丝绳直径之比D/绳=3500/37=94.580结论：符合煤矿安全规程规定。三

37、、立井天轮、滚筒绕绳部分的最小直径与钢丝绳最粗钢丝直径之比D/丝=3500/2.4=1458.31200结论：符合煤矿安全规程规定。四、提升系统总变位质量的测算m=53146.5Kg其中：提升机：Gj=236000N，天轮：Gt=11000N有益载荷：Q=52000N，容器自重：QZ=28000N电动机：Gd=121007.6N，钢丝绳：Gs=18418.5N矿车自重：Q车=6000N五、提升机强度的验算、提升机最大静张力的验算1、Fjm=81749.5NFjm=170000N2、结论：验算通过。提升机最大静张力差的验算1、Fjc=31834.3NFjc=115000N2、结论：验算通过。六、

38、提升速度的测定与验算1、最大提升速度的测定：实测转速：n=488r/min滚筒直径：D=3.5m传动比：i=15.5计算Vmax=（Dn）/（60i）=5.77m/s（2）提升机提升速度图和提升力图：（参见附图）标定提升速度图V(m/s)t(s)标定提升力图F(N)t(s)F1F2F1F2F3F3F4F4速度（V）（m/s）/V2/V4/5.77/0.60/距 离H（m）H1H2H3H4H539.24263.1125.859.96/T（s）t1t2t3t4t513.645.610.016.6/a（m/s2）a1/a3/a50.42/0.52/8、提升速度（见下表）2、提升加、减速度的验算：主加

39、速度a1的验算：按减速器允许的传动扭矩验算：计算a1值：=3.4m/s2a1结论：符合计算要求。按电动机允许的正常过负荷能力验算：计算a1值：1.13 m/s2a1结论：符合计算要求。3、减速度a3的验算：计算：a3=0.93 m/s2a3结论：符合计算要求。七、电动机功率的验算：电动机功率计算：Pd值=215KW验算电动机功率功率验算：Pe=400KW1.1 Pd=1.1215=236.5KW结论：验算通过。2、正常工作过负荷验算：Imax/Ie=1.350.75m=1.5结论：验算通过。以上数据见山东煤矿机电装备安全检测中心2004年7月30日的检测报告。第三节 井下运输能力核定情况200

40、2年度核定井下运输能力为103.4万吨/年，2004年度核定井下运输能力为223.5万吨/年。一、辅助运输1、排矸系统：地面铺设有24kg/m的钢轨，轨距600mm，采用1台2JT1200800-28型双滚筒绞车，每次拉1辆V型翻矸车（2.2m3）拉至矸石山排放。2、大巷运输：井底车场与大巷采用24kg/m的钢轨，轨距600mm，采用2台CDXT-2.5B型矿用防爆特殊型铅酸蓄电池电机车和2台ZK7-6/250-1型直流式架线电机车承担矿井、矸石及物料运输，蓄电池电机车担负一采区北大巷2头1面的短途运输，运输距离850米，架线电机车担负着西大巷运输，运输距离2800米；副井下井口约200米处设

41、有侯车室，采用1台ZK7-6/250-1型直流式架线电机车牵引平巷人车运送到二采区及西大巷。辅助运输生产能力核定:由公式：M每列车矿车数（车/列），为20车G每个车载矸石重（吨/车），为1.8吨R通过大巷运输矸石占原煤比重（%），为20 %K不均匀系数，取1.15T大巷中相邻两列车间隔时间（min/列），为 21.3min 其中：L大巷运输距离2800mV列车运行速度183.3m/mint1装车调车时间8mint2卸载调车时间4minN运矸石列车的列数2列代入公式得大巷通过能力:轨道大巷排矸能力满足年产原煤246.9万吨的需要。二、煤炭运输设备上、下工作面运输设备型号为SGB-630/55BS

42、型弯曲刮板输送机（双速电机）2台，中间巷采用型号为SGW-620/40T弯曲刮板输送机和型号为DTL800/255或STD800/255吊挂式皮带机。回采工作面煤炭运输能力为：SGB-630/55BS型可弯曲刮板输送机运输能力：200 t/hSGW-620/40T型可弯曲刮板输送机运输能力：150 t/h三、回采工作面煤炭运输路线1、16107采煤工作面的煤炭的运输路线为：工作面溜子（型号SGB-630/55BS）中间巷运输溜子（型号SGW-620/40T）中间巷吊挂皮带（型号STD800/255）北翼皮带巷皮带（型号STD800/255）16煤集皮（型号TD75800/255）主井箕斗煤仓。

43、2、16201采煤工作面的煤炭的运输路线为：工作面溜子（型号SGB-630/55BS）中间巷运输溜子（型号SGW-620/40T）中间巷吊挂皮带（型号DTL800/255）西翼皮带巷第二部皮带（型号DTL800/255）南翼皮带巷皮带（型号DTL800/255）16煤集皮（型号TD75800/255）主井箕斗煤仓。3、12201采煤工作面的煤炭的运输路线为：工作面溜子（型号SGB-630/55BS）中间巷运输溜子（型号SGW-620/40T）中间巷吊挂皮带（型号DTL800/255）122皮带巷皮带（型号DTL800/255）采区煤仓西翼皮带巷第二部皮带（型号DTL800/255）西翼皮带巷第

44、一部皮带（型号DTL800/255）南翼皮带巷皮带（型号DTL800/255）16煤集皮（型号TD75800/255）主井箕斗煤仓。四、胶带输送机运输目前我矿使用的胶带输送机技术参数见下表：序号型号数量（部）长度（m）运输速度（m/s）运输量（t/h）带宽（mm）1STD-800/25556002.04008002TD75800/25516002.56608003DTL800/25556002.0400800胶带输送机运输能力核定（一）、大巷煤炭运输1、大巷运输方式：带式输送机运输。2、大巷煤炭运输设备：（1）122皮带巷：DTL800/255型带式输送机。（2）16煤北翼：STD800/25

45、5型带式输送机。（3）16煤集皮：TD75800/255型带式输送机。（4）16煤西翼：DTL800/255型带式输送机。 3、大巷煤炭运输能力（1）西翼大巷煤炭运输能力核定小时运输能力：Q（t/h）Q=KCB2V式中K：根据堆角25取K1+K2180125=305。C：根据安装倾角5取1.0。B：胶带宽度 m，0.8 m：煤的松散密度，t/m3 ,一般取0.901.0，我矿取0.90 t/m3V ： 带速2.0 m/s将所取值代入公式Q中得：Q3051.0 0.820.92351.3t/h由Q3.6qV得：351.33.62qq48.8 Kg/m得知qw表示单位胶带输送机长度上负载总量（Kg

46、/m）得出w48.8 Kg/m核定年运输能力p（万吨/a） p式中 w：单位胶带输送机长度上负载总量48.8Kg/m：运煤带速2.0m/s：运煤不均匀系数1.2将所取值代入公式得：P 164.0万吨年西翼胶带年输送能力164.0万吨年。（2）北翼大巷煤炭运输能力核定小时运输能力：Q（t/h） QKCB2V式中 K：根据堆角25取K1+K2180125=305C：根据安装倾角5取1.0B：胶带宽度取0.8m：根据煤的松散密度，一般取0.901.0，我矿取0.90 t/m3V：运煤带速2.0 m/s将所取值代入公式Q中得：Q3051.00.820.92351.3t/h因3.6qvQ KCB2V q

47、w48.8Kg/m核定年运输能力P式中 w：单位胶带输送机长度上负载总量48.8 Kg/m：运煤带速2.0 m/s：运煤不均匀系数1.2将所取值代入公式得：P164.0万吨年北翼胶带年输送能力为164.0万吨年。（3）16煤集皮运输能力：核定小时运输能力：Q（t/h） QKCB2V式中 K：根据堆角30取K1+K2220130=350C：根据安装倾角7取0.95B：胶带宽度0.8m：根据煤的松散密度取0.9t/m3V：运煤带速2.5m/s将所取值代入公式得：Q3500.950.820.92.5478.8t/h因3.6qvQ KCB2Vqw53.2Kg/m核定年运输能力 P式中 w：单位输送机长

48、度上负载总量53.2 Kg/m：运煤带速2.5 m/s：运煤不均匀系数1.2将所取值代入公式P中得： 223.5（万吨/年）轨道大巷排矸能力满足年产原煤246.9万吨，16煤集皮胶带输送机输送能力为223.5万吨年，因全矿井生产的原煤都是由16煤集皮胶带输送机输送到箕斗煤仓，所以16煤集皮胶带输送机输送能力作为井下运输能力的依据。结论：井下运输能力核定为223.5万吨/年。第四节 矿井通风能力核定情况2002年度核定能力为100.4万吨/年，2004年度核定能力110.5万吨/年。矿井采用中央并列式通风，副井进风，主井回风。矿井原设计生产能力为45万吨/年，井下布置2个采煤工作面、4个掘进工作

49、面、4个硐室，使用的主要通风机为BDK65B10NO22，电机型号为YB315M-10，电机功率为255kW，主要通风机最大排风量为4100m3/min，根据2002年通风能力利用公式计算为91.6万吨/年，主要通风机已不能满足矿井生产需要。2002年12月份对矿井主要通风机进行改造，并安装变频调速装置，改造后主要通风机型号为BDK65BNo22，电机型号为YBFe315M28，电机功率2160kW。主要通风机最大排风量为5500m3/min；2003年6月矿井对西翼皮带回风巷1200m进行扩大断面改造，将原来7.2m2的断面扩为现在9.2 m2的断面，有效地降低了矿井的阻力；2004年9月矿井对16煤集皮回风巷进行改造，增掘240 m总回配风巷，降低16煤集皮的回风量和矿井的总阻力。目前井下共布置3个对拉采煤工作面、8个掘进工作面、7个硐室。矿井主要通风参数为：主要通风机叶片安装角35o，变频调速装置频率45Hz，矿井总进风量为4726m3/min，总出风量5180m3/min，矿井需风量4345.2m3/min，矿井等积孔为2.37m2。通风机房水柱计读数1645Pa。矿井目前的总进风量已经有较大富裕，如果