核定计算

1、概况

⑴ 主井提升方式

提升方式为立井井塔多绳摩擦轮提升，提升容器为箕斗，箕斗装载量13T。 ⑵ 提升机主要技术参数

绞车型号为JKM-3.25/4(Ⅱ),洛阳机器厂1988年3月出厂，卷筒直径×宽度为3250×3000mm，电机功率为2×1000KW，东方电机厂1988年9月出厂，最大速度为9.8米/秒，提升一次循环时间125秒/次。

2、计算公式

btPMk33018131.0A36004＝36004＝183.79(万t/a)

10k1k2T101.11.1125式中：A－主井提升能力，万t/a;

b－年工作日，330d; t－日提升时间，18h; 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－提升一次循环时间，s/次； 3、参数选取

采用定量装载并实现数控自动化运行，每日提升时间t按18小时，井底有缓冲煤仓，采用的提升不均匀系数K1取1.1，提升能力富裕系数K2取1.1。

4、核定结果

根据以上计算，主井提升能力核定为183.79万t/a。

第三节 副井提升能力核定 1、概况

⑴ 副井提升方式

提升方式为立井井塔多绳摩擦轮提升，提升容器为罐笼，罐笼层数为双层，每层2辆1T矿车。

⑵ 提升机主要技术参数

绞车型号为JKM-3.25/4(Ⅱ),洛阳机器厂1986年4月出厂，卷筒直径×宽度为3250×3000mm，电机功率为2×630KW，东方电机厂1985年8月出厂，最大速度为9.8米/秒。

⑶ 主要提升任务（人、下料或矸石）

主要提升任务为提升人员、下料、提升矸石。

2、计算公式

副井提升能力核定计算：

A330353600－TRDTQRM104TPGPTCCG＝3303 53600－7200－5240＝220(万t/a）0.120.25104180＋30057.2式中：A－副井提升能力，万t/a;

R－ 出矸率（矸石与产量的重量比），％； PG－每次提矸石重量，t/次； T G－提矸一次循环时间，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－下其它材料次数，每班按5～10次计（指下炸药、设备、长材等）； TQ－下其它材料每次循环时间，s/次； TR－每班人员上下井总时间，s/班。

3、参数选取

矸石在产量中的比重12%。

每次提矸重量为7.2吨，提升一循环时间为270秒。 每吨煤用材料百分比5%。

每次提升材料8.16吨，每下材料一循环时间为270秒，每班下其它材料为1次，下其它材料一循环时间为800秒。

4、核定结果

第四节 排水系统生产能力核定 1、概况

现开采水平为-400水平，矿井正常涌水量、最大涌水量、水仓容积4000m3。排水方式为一级排水，井下-400中央泵房装有型号250D1—60C×10水泵5台，沈阳水泵厂1988年9月出厂，每台额定排水能力450米3/小时，电机功率为1050千瓦，沈阳电机厂1988年10月出厂，工作水泵额定排水能力900米3/小时，工作加备用水泵额定排水能力1800米3/小时，排水高度578.7米，排水管为三趟，沿副井敷设，排水管直径273毫米。

2、计算公式

1、矿井正常涌水量排水能力：

20B20900A3304n＝330＝270(万t/a) 410Pn103 2、矿井最大涌水量排水能力：

20B201800A＝3304m＝330＝260（万t/a)

10Pm1045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－上一年度平均日产吨煤所需排出的正常涌水量，m3/t;

Am－排最大涌水时的能力，万t/a;

Bm－工作水泵加备用水泵的小时排水能力，m3/h

Pm －上一年度平均日产吨煤所需排出的最大涌水量，m3/ t 3、参数选取

矿井目前开采二、四、十一层煤，现阶段矿井正常涌水量Q＝0.7m3/min，主要充水含水层为山西组砂岩。随着今后10年陆续开采下组煤，矿井充水水源除山西组砂岩外，还将增加四灰，由于断裂导通、断层对盘接触等原因，徐、草灰及部分奥灰水将参入矿井涌水量，根据翟镇矿井水文地质条件，我矿矿井地质报告中，预计下组煤涌水量时，将各灰岩含水层做为一层对待，当后组十一层一采区、三采区、五采区全面投产后，矿井平均开采水平为-400，根据相邻矿井采用相关比拟法予计矿井灰岩水正常涌水量。泉沟矿地面标高+175m，灰岩水降至-230m，则S泉＝175+230＝405m，泉沟矿井涌水量Q泉＝3.85m3/min，开采面积F泉＝4.75km2。本矿四灰底板探查孔四灰水位-118.5m，

采区平均开采水平-400，则S翟＝281.5m，下组煤平均开采面积F翟＝5.08km2，

则灰岩正常涌水量为Q翟＝Q泉 ×S翟/S泉× F翟/F泉 ＝3.41m3/min 则矿井正常涌水量为Q＝Q翟+Q0＝4.11m3/min

矿井最大涌水量取矿井地质报告中最大涌水量11.1m3/min

确定矿井正常涌水量246.6米3/小时，矿井最大涌水量666米3/小时，平均日产量4600t。

4、核定结果

⑴ 排矿井正常涌水量生产能力

⑵ 排矿井最大涌水量生产能力

第五节 供电系统生产能力核定 1、概况

翟镇矿共有两回路35kv电源进线，型号为：LGJ3×120，长度4083m，一回路工作，另一回路备用。地面降压站装有主变压器两台，其中SF7－12500/35 1台、SF7－10000/35 1台，其中SF7－10000/35工作，SF7－12500/35备用，目前全矿正常负荷5500KW，最大负荷7000KW，全年用电量3598.50万kwh。下井6KV供电电缆共6条,其中4条工作,2条备用,降压站至一采配电所电缆型号为YJV22-3×150,共2条,1条工作1条备用,额定电流400A,长度3232m;降压站至五采配电所电缆型号为YJV22-3×150,共1条,额定电流400A,长度4230m;降压站至七采配电所电缆型号为YJV22-3×150,共1条,额定电流400A,长度3250m, 降压站至中央配电所电缆型号为YJV22-3×185,共2条, 1条工作1条备用,额定电流455A,长度950m。矿井设备装机总容量、矿井运行设备总容量、矿井实际用电容量、上年度矿井综合电耗。

2、计算公式

（1）电源线路能力核定按下式计算：

A＝33016P(万t/a) 410式中：A－电源线路的折算能力，万t/a

P－线路合理、允许的供电容量，KW。按线路允许的载流量 计

算，但线路电压降不得超过5％；

ω－矿井吨煤综合电耗，KWh/t,采用上年度的实际吨煤综合电耗。 （2）主变压器能力核定按下式计算：

A＝33016S（万t/a)工作变压器容量 410式中：A－变压器的折算能力，万t/a; S－工作变压器容量，KVA; ψ－为全矿井的功率因数，取0.9;

ω－矿井吨煤综合电耗，KWh/t,同电源线路能力核定计算式采用

数。

3、参数选取 4、核定结果

第十一节 矿井压风系统、矿井通讯、灭尘系统、瓦斯抽排系统核定 1、矿井压风系统核定 ⑴ 矿井压风系统概况

供风方式为地面集中供风，地面压风机房安装了四台5L—40/8型空气压缩机，两台工作，一台备用，一台检修，现正常工作两台。

矿井最大用气量及核定工作空压机的供气能力

风钻台数m1 每台风钻耗风量q1 风钻同时使用系数k1 喷浆机台数m2 每台喷浆机耗风量q2 喷浆机同时使用系数k2 风煤钻台数m3 每台风煤钻耗风量q3 风煤钻同时使用系数k3 矿井最大用气量QYm（m3/min） 矿井年产量（万t/a） 近5年矿井日产吨煤用气量（m3/t） 矿井日产吨煤最大用气量Am（m3/t） 核定最大供气能力Pm（万t/a） 2001年 8 2.8 0.9 3 8 1.0 22 1.2 0.8 65.28 183.9 9.24 2002年 8 2.8 0.9 3 8 1.0 22 1.2 0.8 65.28 199.51 10.25 2003年 8 2.8 0.9 3 8 1.0 16 1.2 0.8 59.52 216.72 11.35 11.21 347.39 2004年 10 2.8 0.9 4 8 1.0 16 1.2 0.8 72.56 161 15.28 2005年 10 2.8 0.9 4 8 1.0 16 1.2 0.8 72.56 161 15.28 QYmmiqiKi(m3/min)i1n 计算公式 pmQpe6016a1a2rAm104350万t/a 矿井正常用气量及核定工作空压机的供气能力

风钻台数m1 每台风钻耗风量q1 风钻同时使用系数k1 喷浆机台数m2 每台喷浆机耗风量q2 喷浆机同时使用系数k2 风煤钻台数m3 每台风煤钻耗风量q3 风煤钻同时使用系数k3 矿井正常用气量QY（m3/min） 矿井年产量（万t/a） 近5年矿井日产吨煤用气量（m3/t） 矿井日产吨煤正常用气量An（m3/t） 核定工作压风机的供气能力Pn（万t/a） n2001年 6 2.8 0.9 3 8 1.0 22 1.2 0.8 60.24 183.9 9.24 2002年 6 2.8 0.9 3 8 1.0 22 1.2 0.8 60.24 199.51 10.25 2003年 6 2.8 0.9 3 8 1.0 16 1.2 0.8 60.24 216.72 11.35 10.47 279.06 2004年 8 2.8 0.9 4 8 1.0 16 1.2 0.8 67.52 161 15.28 2005年 8 2.8 0.9 4 8 1.0 16 1.2 0.8 67.52 161 15.28 QYmiqiKi(m3/min)i1计算公式 pnQpe6016a1a2rAn104350 万t/a

⑵ 矿井压风系统核定结论