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江蘇天能集團公司生產能力核定報告書
概述
第一節 核定工作的簡要過程
自06年7月份開始, 該礦組織有關人員學習煤礦生產能力核定的管理規定。成立了生產能力核定領導小組,組長由礦長擔任,副組長由分管專業的副礦長擔任.下設資源儲量組，機電、提升、防排水專業組，運輸專業組，通防專業組，采掘專業組，設置了日常工作辦公室，小組成員分工明確，各專業組按照任務,收集、整理機電、運輸、采、掘技術參數、礦井地質儲量編製礦井生產計劃及生產接續。工作上分五步走：①學習相關管理規定階段；②收集整理資料階段；③各小組核定計算階段；④彙總檢查整改階段；⑤整理上報階段。為及時掌握各專業組進度及工作質量，每5天召開碰頭會一次，後期每2天開碰頭會一次。督促、檢查各專業組進展情況，處理核定工作中出現的問題。
第二節 核定依據的主要法律、法規、規範和技術標準
（一）《煤炭法》、《礦產資源法》、《安全生產法》、《礦山安全法》
等有關法律、法規；
（二）《煤礦安全規程》（2004年版）；
（三）《國務院關於預防煤礦生產安全事故的特別規定》；
（四）《煤炭工業設計規範》；
（五）國家安全監管總局、煤礦安監局、發展改革委的《關於印發煤礦通風能力核定辦法（試行）的通知》（安監總煤礦字（2005）42號文）；
（六）《柳泉煤礦礦井地質報告》、《柳泉煤礦礦井儲量檢測報告》和江蘇省第一工業設計院編製的《柳泉煤礦資源開發利用方案》。
第三節 核定主要係統環節及結果
本次核定礦井提升能力為34萬噸/年，排水能力為36萬噸/年，供電能力為41萬噸/年，采掘生產能力為36萬噸/年，井下運輸能力為66萬噸/年，通風能力為36萬噸/年，地麵生產係統核定能力為53萬噸/年。
第四節 最終確定的煤礦核定生產能力
本次核定主要生產係統環節最低生產能力為34萬噸/年。該生產能力為該礦井核定生產能力。
第二章 煤礦基本概況
第一節 自然屬性
1、地理位置
柳泉煤礦位於徐州市北22km的江蘇銅山縣柳泉鎮內。該礦東距津浦鐵路和104國道10km，有公路直通柳泉火車站，西鄰京杭運河，北部瀕鄰微山湖，水、陸交通比較便利
該地區屬黃淮衝積平原，地勢平坦，地麵標高32～34m，自西北向東南略有傾斜，地麵坡度一般為1／5000，礦區地處微山湖區，自0線勘探線以南為大麵積耕地，以北地麵無村莊，大部分為蘆葦、荒地。礦井向東南3km為由、寒武奧陶紀石灰岩組成的低山，山頂標高為100～150m左右，形成了南部屏障。
2、井田麵積
柳泉煤礦擴大開采範圍：南自第1勘探線，北至05勘探線，淺部至各煤層露頭，深部至-1000m煤層等高線或F6斷層，井田走向長8km，傾斜長0.2～4.0km，麵積14.1029km2。江蘇省國土資源廳於2006年1月頒發采礦許可證（證號：3200000620005）。
3、井田煤層地質情況
（1）：構造情況
井田為景山勘探區向斜盆地的東北端，盆地東南翼產狀陡立，傾角60°~75°，向深部變緩，傾角10°~15°，形成陡幫、平底的箱式褶曲。閆大莊向斜為井田的主體向斜，其走向由西南至東北呈NE70°而翹起，略呈“L”形。
井田有F3、F4、F5、F6支勘探時揭露的大斷層，其中F3在礦井生產中揭露過，在礦井生產中揭露一條落差為0-9m的F8斷層，其餘均為落差小於2m的小斷層，對生產影響不大，礦井生產過程中揭露斷層較少，煤層結構穩定。
（2）：含煤地層
井田位於九裏山煤田的北部邊緣，區內可采含煤地層為山西組、下石盒子組：
1）二迭係下統山西組：厚130m～150m，一般厚140m。該組地層是在濱海平原陸相沙泥含煤沉積，含煤一至四層，九煤為主要煤層，常被火成岩侵入為天然焦，七煤局部可采，其它為薄煤層。
2）二迭係下統下石盒子組：厚205m～232m，一般厚220m。本組為主要含煤地層之一，屬濱海內陸衝積平原形成的沙泥含煤沉積。上、中部以雜色泥岩、粉砂岩、中細砂岩為主，下部為灰色泥岩、粉砂岩、粘土層。含煤二至六層。
（3）、煤層
井田較穩定可采煤層二層，即2、3煤層，7煤層為局部可采煤層，各煤層穩定性如下。
2煤層
見煤點煤厚0.21～2.79m，平均厚度0.71m。多為單一結構。生產中揭露2煤層不穩定。
3煤層
煤厚0.47～2.45m，平均1.16m。生產中實際揭露3煤層為最小1.2米，最大2.5米，平均1.5米，部分為單層結構，部分為雙層或叁層結構，煤層結構的變化無規律。3煤層屬大部分可采的較穩定煤層。
7煤層
見煤點厚度0.28～1.39m，平均厚度0.86m。生產中揭露煤厚0.3～1.5米，平均1.2米，頂底板條件較好。7煤層屬局部可采的較穩定煤層。
4、水文地質情況
井田內第四係厚35.36～55.10m，平均44.53m，含4～5層隔水層，有較好的隔水效果，大氣降水不能直接向煤係地層補給。
2、3煤層間距0～10米，與山西組7煤相距平均130米，開采2、3煤層有影響的含水層為煤層頂底板砂岩含水層。距煤層頂板45～55m以內的細砂、中粗砂岩含水層，層數1～6，厚1.17～32.77m，砂岩層賦水性均較弱，礦井采掘過程中所揭露的這些砂岩含水層湧水量均較小，未發生突水事故。2、3煤層之間的砂岩含水層，沉積不穩定，局部為煤層直接頂，采掘過程中有滴淋水現象。3煤底板7m左右有一層3m左右的細砂岩，富水性弱，對采掘活動影響較小。
開采7煤時，7煤至四灰距離平均在90米，71采區開采深度Hmax=-750m
突水係數 TS= P/（M-CP）
=65/（90-12）=0.83﹥0.6
式中 TS 突水係數（kgf/cm2.m）
CP 底板擾動破壞帶厚度m
P 隔水層承受的水壓（kgf/cm2）四灰水位為-100米（垞城礦四灰水位為-200米，）
M 底板隔水層厚度m
正常情況下，開采7煤不受四灰水威脅。
礦井含水層性質及充水方式屬簡單型，目前礦井實測湧水量為
1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 平均
2003年湧水量
(m3/h) 19.5 19.5 19.8 20 20.7 22 22.3 22 21.5 19.6 21.3 19.9 20.7
2004年湧水量
(m3/h) 19.5 19.2 19.6 19.3 20.1 21 21.4 21.1 21 20.5 19.8 19.5 21.2
2005年湧水量
(m3/h) 19.9 22.3 22 20.8 21.2 21.8 22.3 22.1 21.8 21.9 23.4 23.5 22
礦井各水平湧水量及開采麵積統計表(2006.1)
開采水平 開采麵積 各水平實測湧水量 水平垂高
2煤 3煤 7煤
-80m～-220m水平 0 1591805 m2 50884m2 19.2 140
-220m～-420m水平及以下 9120m2 301754m2 27125 m2 3.79 200
5、開采技術條件
井田範圍內煤層賦存穩定，構造簡單，礦井水文地質條件簡單，屬低瓦斯礦井，2、3煤層頂板屬Ⅲ類頂板。
6、礦井儲量及可采煤層數量及厚度
(1)礦井儲量
根據2005年8月4日《江蘇省徐州市柳泉煤礦擴區資源儲量檢測報告》（蘇儲評審[2005]38號）資源儲量評審結果：擴區內截止2004年12月31日底，煤炭保有資源儲量如下：
122b 157.89萬噸
333 1894.94萬噸
合計 2052.83萬噸
擴區後截止2005年12月底，柳泉煤礦保有資源儲量為：
煤層編號 儲量級別 儲量（萬噸）
2 122b 68．12
333 535．24
3 122b 453．668
333 963．81
7 333 329．5
合計 122b+333 2350．338
(2)煤層厚度
井田較穩定可采煤層二層，即2、3煤層，7煤層為局部可采煤層，各煤層如下。
（1）2煤層 見煤點煤厚0.21～2.79m，平均厚度0.71m。多為單一結構。
（2）3煤層 煤厚0.47～2.45m，平均1.16m。生產中實際揭露3煤層為最小1.2米，最大2.5米，平均1.5米，部分為單層結構，部分為雙層或叁層結構，
（3）7煤層 見煤點厚度0.28～1.39m，平均厚度0.86m。生產中揭露煤厚0.3～1.5米，平均1.2米，
7、開拓方式、開采方法
礦井采用立井、暗斜井、多水平、分區式開拓方式，開采方法為走向長壁采煤法。
8、礦井瓦斯湧出量、煤層自燃發火傾向性、煤塵爆炸指數等安全基礎數據
2005年礦井瓦斯等級鑒定結果經省經貿委核準為低瓦斯礦井，礦井瓦斯絕對湧出量為0.46m3/min，相對瓦斯湧出量為0.91m3/t。礦井二氧化碳絕對湧出量為0.91m3/min，二氧化碳相對湧出量為1.84m3/t。
煤層自燃發火傾向性經煤炭科學研究總院重慶分院鑒定為Ⅲ類不易自燃煤層。
煤塵爆炸指數經煤炭科學研究總院重慶分院鑒定3煤為65%，7煤為70%，爆炸火焰長度為400㎜，具有強爆炸性。
9、煤類、煤質及用途
井田內煤類為高等陸生植物生成的腐植煤類，主要屬煤化程度中等偏低的煙煤。2、3、7煤以1／3焦煤、氣煤為主，3、7煤局部為天然焦。
用途為動力用煤。
第二節 礦井建設情況
1、礦井建設及批複情況
2002年8月江蘇天能集團公司按照省、市政府有關文件精神，接收景山煤礦進行整頓、改擴建。
江蘇天能集團公司對柳泉煤礦接收後，委托江蘇省第一工業設計院於2003年3月完成了《江蘇天能集團公司柳泉煤礦資源開發利用方案》。2003年10月17日江蘇省國土資源廳組織了專家組審查通過了該方案。
省國土資源廳於2003年11月25日頒發了江蘇天能集團公司柳泉煤礦采礦許可證，有效期8年。新劃定的柳泉煤礦位於景山煤田中部，南自第一勘探線，北至04勘探線，淺部以-80米為界，深部以1—7點坐標連線為界。井田走向長3000米，傾斜長700米左右，井田麵積2.549平方公裏。
2003年12月17日，江蘇省煤炭工業協會提交了《江蘇天能集團公司柳泉煤礦初步設計安全專篇》的報告。
2004年2月，柳泉煤礦改擴建後的生產係統、安全設施，通過省市有關單位驗收。礦井具備安全生產條件。
為了滿足礦井改擴建的需要，柳泉煤礦要求擴大開采範圍：南自第1勘探線，北至05勘探線，淺部至各煤層露頭，深部至-1000m煤層等高線或F6斷層。並委托江蘇煤田地質勘探2隊對礦井擴區部分資源量進行檢測：井田走向長4.5km，傾斜寬4.6km，麵積14.0886km2。主采煤層為夏橋係2、3煤，小湖係7煤。江蘇省國土資源廳於2006年1月頒發了采礦許可證（證號：3200000620005），礦區範圍在1—10點坐標連線內，即柳泉煤礦現在的開采範圍。
點號 X Y
1 3813840.00 20516115.00
2 3815630.00 20514030.00
3 3817000.00 20514500.00
4 3818800.00 20515486.00
5 3815389.00 20518503.00
6 3814644.30 20518208.00
7 3814515.00 20518332.00
8 3813133.00 20515020.00
9 3812240.00 20516515.00
10 3812546.00 20516044.00
第三節 煤礦生產現狀
1、主要生產係統
礦井采用立井、暗斜井、多水平開拓方式。
兩立井分別為混合井、風井。混合井直徑5.2m，落底標高-220m，作進風、升降人員、提升、下料用。風井，直徑3.5m，落底水平-110m，通過-110～-220m中央回風下山、聯絡巷與混合井井底車場相連
礦井生產水平為-420m水平。-420m水平與-220m水平通過中央皮帶機下山、中央軌道下山相連，兩條下山斷麵均為8.4m2。
-420m水平建有水倉、變電所、水泵房、炸藥庫、候車硐室、翻車機硐室、儲煤井等主要硐室。
準備水平為-610m水平。-610m水平布置在7煤，為7煤開采服務。
礦井生產采區為31采區，預計07年3月結束。接續采區為31延伸采區。31延伸采區可采儲量82萬噸，服務時間3年左右。
2、通風方式
通風方式為中央並列（抽出）式，混合井（進風）落底為-220水平，風量為2258 m3/min，副井（回風）落底為-110水平。
3、現主要生產煤層、采區工作麵情況
柳泉礦主采煤層為二疊係下石盒子組2、3煤，山西組7煤，目前礦井有2個準備工程頭、2個開拓頭、一個回采工作麵。
4、主要係統變更情況
柳泉煤礦原為銅山縣城子河煤礦，1992年6月由銅山縣柳泉鄉投資興建，1996年7月投產，設計井型9萬噸。2002年8月由江蘇天能集團公司接管，並進行改擴建，改擴建生產能力15萬噸，2004年2月通過省、市有關單位驗收,並正式組織生產,接收以來礦井生產情況見下表：
年份 2002 2003 2004 2005
產量及生產情況 200年1～7月停產，自2002年8月天能集團公司馬莊礦接收該礦按照江蘇省第一工業設計院完成的《江蘇天能集團公司柳泉煤礦礦產資源開發利用方案設計》進行係統改造。 礦井改、擴建。做-220米～-110米中央回風上山，-420米水平的兩條延伸下山。礦井共3個開拓頭 礦井改擴建工程、安全設施在2004年2月通過省、市有關單位驗收，礦井進行生產，當年生產原煤118Kt。 2005年礦井首次進行生產能力核定，礦井核定生產能力為180Kt/a。2005年生產原煤169Kt。
柳泉煤礦在生產過程中，針對礦井主提係統、通風係統、地麵運輸係統等的設備老化、生產能力不足的狀況不斷進行改造：2004年底地麵運煤、排矸係統改造結束；2005年5月將混合井2米絞車更換為3米絞車，礦井主提升係統改造完成，采用一噸雙層雙罐籠提升；2006年3月將礦井原4-72-11№16B 主扇更換為G4-73-12№20D主扇。改擴建後礦井生產能力可達30萬噸/年。
5、煤炭資源回收率情況
自2004年2月投產後，到2005年底共動用儲量32.2萬噸,采出量為28.36萬噸,損失量為3.84萬噸。至2005年底2、3、7煤層總基礎儲量為2350.338萬噸,可采儲量為1865.06萬噸。2005年經省國土資源廳煤炭資源回采率專項檢查組的檢查與核準，我礦采掘工作麵的回采率達到了97%，礦井回采率達到了83%，符合《煤炭工業技術政策》、《生產礦井煤炭資源回收率暫行管理辦法》和《煤炭工業礦井設計規範》規定要求。
第三章 礦井生產能力核定計算
第一節 資源儲量核查結果
1、根據2003年5月14日《江蘇省徐州市柳泉煤礦煤炭儲量檢測報告》（蘇國土資認儲函[2003]13號）資源儲量評審結果：截止2002年12月底，柳泉煤礦下石盒子組2、3煤層保有資源儲量：
煤層編號 煤種 儲量級別 儲量（萬噸）
2 氣煤 111b 52．070
122b 99．8080
3 氣煤、1/3焦煤 111b 104．0240
122b 378．4285
合計 氣煤、1/3焦煤 111b+122b 634.3355
2、根據2005年8月4日《江蘇省徐州市柳泉煤礦擴區資源儲量檢測報告》（蘇儲評審[2005]38號）資源儲量評審結果：擴區內截止2004年12月31日底，煤炭保有資源儲量如下：
122b 157.89萬噸
333 1894.94萬噸
合計 2052.83萬噸
3、截止2005年12月底，柳泉煤礦保有資源儲量為：
煤層編號 儲量級別 儲量（萬噸）
2 122b 68．12
333 535．24
3 122b 453．668
333 963．81
7 333 329．5
合計 122b+333 2350．338
到2005年12月底，共動用儲量32.2萬噸,采出量為28.36萬噸,損失量為3.84萬噸,2、3、7煤總基礎儲量為2350.338萬噸。
第二節 混合井提升係統能力核定
一、概況
（一）目前本礦提升方式為混合井提升。擔負 提人、提煤、提矸。工作製為每年330天，三班作業，班最大提升時間6小時。
（二）提升機型號為2JK-3.0/20E，單繩纏繞式，配一噸雙層單車罐籠，電機功率400KW，絞車最大運行速度5.7m/s, PLC電控，、。
（2） 混合井提升能力核定計算
A=330×3×
=330×3×
=34萬t/a
式中：A-----混合井提升係統能力，萬t/a
R-----出矸率（矸石與產量的重量比），8%
全年二個開拓頭，一個為煤巷掘進，另一個為岩巷掘進計算全年出矸13440噸，原煤產量169000噸，則
R= ×100%=8%
PG----每次提矸石重量， 3.6t/次
TM----提煤一次循環時間， 82s/次（提升監控上測）
PM----每次提煤重量，2t/次
TG----提矸一次循環時間，82s/次（提升監控上測）
M-----噸煤用材料比重， 5%
2005年提升各類材料5940車，原煤產量169000噸，則
M=×1.5×100%=5%
PC----每次提升材料重量， 3t/次（提升各類材料每車平均重量為1.5噸，每次2車）
TC----每次提升材料循環時間， 82s/次（提升監控上測）
D-----下其他材料次數，每班按5次計
TQ----下其他材料每次循環時間， 210s/次
TR----每班上下人總時間，1620s/班
其中：實測工人每班下井時間為900S，則900×1.5=1350S
升降其他人員時間為：1350×0.2=270S
因此每班人員上下井總時間：1350＋270=1620S
K1----提煤和提矸不均勻係數，取1.25
通過以上計算說明此混合井的提升能力為34萬t/a。
第三節、井下排水係統能力核定
1、礦井排水設施：
目前礦井排水係統為多水平分段式。-220泵房安裝150D-30×10型離心式水泵3台，其中1台工作，1台備用，1台檢修。沿混合井井筒安裝Ф198㎜排水管路2趟，排水高度255m.水倉容積1000m3,每台泵的額定流量150 m3/h。由水倉直接排到地麵。-420泵房155D-30×9型離心式水泵3台，其中1台工作，1台備用，1台檢修。沿中軌上山安裝Ф198㎜排水管路2趟，排水高度200m.水倉容積500m3,每台泵的額定流量155 m3/h.
2、湧水量情況：
礦井實測湧水量：-220米水平以上部分為，-420水平以上部分為3.79 m3/h，-420水平以下為0.51 m3/h，-420水平總湧水量為4.3 m3/h。
礦井地質報告提供的湧水量為：礦井初期湧水量：最大湧水量為105.8 m3/h，正常湧水量為58.8 m3/h。-220米水平已無生產，-220米水平按實測計算：實測正常湧水量為12.6 m3/h，實測最大湧水量19.2 m3/h。-420米水平正常湧水量為：46.2m3/h，最大湧水量90.3 m3/h。2005年礦井產量16.9t/a
3、校驗水泵能否在20 h內排出24h的正常湧水和最大湧水量:
由地質報告提供的礦井正常湧水和最大湧水量均大與2005年實測值，故取較大值Qn=58.8 m3/h及Qm=105.8m3/h作為能力核定的依據。
-420水平
正常湧水時，1台泵工作，20 h排水量：155×20=3100 m3
正常湧水時，24h的湧水量：46.2×24=1108.8 m3＜3100 m3
最大湧水時，24h的湧水量：90.3×24=2167.2 m3＜3100 m3
-220水平
此水平為主排水故取較大值Qn=58.8 m3/h及Qm=105.8m3/h作為能力核定的依據。
正常湧水時，1台泵工作，20 h排水量：150×20=3000 m3
正常湧水時，24h的湧水量：58.8×24=1911.2 m3＜3000 m3
最大湧水時，24h的湧水量：105.8×24=2539.2 m3＜3000 m3
以上計算表明，1台水泵工作，在20 h內排出24h的正常湧水和最大湧水量，符合《煤礦安全規程》要求，且說明排水係統能力較大。
4、水倉容積校驗:
8×Qn=8×46.2=369.6 m3＜500 m3
8×Qn=8×58.8=470.4m3＜1000 m3
以上計算表明，滿足《煤礦安全規程》要求。
5、正常湧水時水泵排水能力計算：
-420
Pn為2005年日產噸煤所需排出的正常湧水量
Pn= Qn×24×330/16.9×10000=2.16 m3/t
An=330×20×155/2.16×10000=47.3萬t/a
-220
Pn為2005年日產噸煤所需排出的正常湧水量
Pn= Qn×24×330/16.9×10000=2.75 m3/t
An=330×20×150/2.75×10000=36萬t/a
6、最大湧水時水泵排水能力計算：
-420
Pm為2005年日產噸煤所需排出的最大湧水量
Pm= Qm×24×330/16.9×10000=4.23 m3/t
Am=330×20×2×155/4.23×10000=48萬t/a
-220
Pm為2005年日產噸煤所需排出的最大湧水量
Pm= Qm×24×330/16.9×10000=4.95 m3/t
Am=330×20×2×150/4.95×10000=40萬t/a
通過以上計算，本礦排水係統符合規程要求。取計算結果的較小值，確定礦井排水係統核定能力為36萬t/a。
第四節、供電係統能力核定
（1）概況
目前礦井供電為雙回路，一路來自付城線路全長7.3km，另一路來自柳城線路全長11km。兩回路均為架空線路，規格LGJ-95。地麵設35KV變電所一座，所內安裝2台主變壓器型號；S9-2500/35其中1台工作，1台備用。礦井設備裝機容量5000kw，運行容量4000kw。井下最大湧水時用電負荷2300KW。沿混合井井筒敷設下井電纜2路，型號：ZQD42-3×95粗鋼絲鎧裝每路長350m.2005年全礦用電量4956320kwh，實際生產原煤16.9萬噸。
（2）電源線路安全載流量及壓降校核
1. 安全載流量校核
全礦計算電流 I=4000/1.732×35×0.9=73.3A
線路LGJ-95允許載流量：環境溫度25℃時為300A（查表），考慮環境溫度40℃時校正係數0.81，則LX=243A＞73.3A
2. 線路壓降校核
LGJ-95線路單位負荷矩時電壓損失百分數：當cos∮=0.9時為0.042%/MW·KM（查表）
則電源線路電壓降為：⊿U1%=11×4×0.042%=2%＜5%
其中：礦井負荷為4 MW，線路長11 KM
由以上校驗可知電源線路安全載流量及壓降均符合要求。
（3）下井電纜安全載流量及壓降校核
1. 安全載流量校核
井下計算負荷電流：IJ=2300/1.732×6×0.8=276A
ZQD42-3×95電纜2回，每一回載流量為280A（查表）＞276A
2.電纜壓降校核
ZQD42-3×95電纜單位負荷矩時電壓損失百分數：當cos∮=0.8時為0.752%/MW·KM（查表）
則每根電纜線路電壓降為：⊿U2%=0.35×2.3×0.752%=0.6%＜5%
其中：井下負荷為2.3 MW，線路長0.35 KM
由以上校驗可知下井電纜線路安全載流量及壓降均符合要求，當一回路電纜故障時，另一回路電纜能保證井下全部負荷用電。
（4）電源線路能力計算
當線路壓降為5%
P=5%/0.042%×11=10300KW
P為線路合理允許供電容量
W為2005年噸煤綜合電耗 W=4956320/169000=29kwh/t
A=330×16×P/10000W
= 330×16×10300/290000
=187萬t/a
（5）主變壓器能力計算
A=330×16×S×/10000W
=330×16×2500×0.9/290000
=41萬t/a
S---變壓器容量，2500KVA
---礦井功率因數，0.9
W----為2005年噸煤綜合電耗，29kwh/t
由以上校驗和計算，本礦電源線路和下井電纜符合規程要求。根據線路及變壓器的能力計算，取其較小值，確定礦井供電係統核定能力為41萬t/a
井下運輸係統能力核定
(1) 概況
井下運輸係統基本情況為：礦井布置3109一個機采工作麵，其煤流運輸係統為經工作麵SGD-630/220型刮板輸送機、運輸道SGB-620/40T型刮板輸送機、SSJ800/2×40型帶式輸送機、DT800型帶式輸送機運輸至-365煤倉。由倉下一台給煤機給入中皮上山第三部帶式輸送機，然後經二部、一部帶式輸送機運送入-220煤倉，在倉下接入1t礦車，由JD-11.4絞車拉到混合井底，經絞車提升至地麵。
(2) 計算公式
1)3109工作麵、運輸道運輸設備運輸能力核定：
①工作麵刮板輸送機型號為SGD-630/220，功率220kw，運輸長度130m，角度20°，V=1m/s，輸送能力450t/h。
②運輸道刮板輸送機型號為SGB-620/40T，功率40kw，運輸長度30m，角度9°，V=0.86m/s，輸送能力150t/h。
③帶式輸送機型號為SSJ800/2×40，帶寬800mm，運輸長度400m，角度9°，V=2m/s，額定輸送能力400t/h。
實測該輸送機年輸送能力為：
式中：A—年運輸量，萬t/a；
W—單位輸送機長度上的負載量，kg/m；（通過輸送機現場實際運輸情況，觀察電動機、減速器運行情況正常，並同時測量電流無異常情況後，在輸送帶上分別取了五個點上的煤進行測重〈每個點取單位長度1m〉，平均測得1m輸送帶長度上的煤重為36kg，即36kg/m）
V—輸送機帶速，m/s；
t—日提升時間，16h；
k1—運輸不均勻係數，取1.2。
故該輸送機實測輸送能力為：
1140000/(330×16)=216t/h
取實測輸送能力：216t/h
④帶式輸送機型號為DT800，帶寬800mm，運輸長度40m，角度0°，V=1.6m/s，額定輸送能力236t/h。
實測該輸送機年輸送能力為：
式中：A—年運輸量，萬t/a；
W—單位輸送機長度上的負載量，kg/m；（通過輸送機現場實際運輸情況，觀察電動機、減速器運行情況正常，並同時測量電流無異常情況後，在輸送帶上分別取了五個點上的煤進行測重〈每個點取單位長度1m〉，平均測得1m輸送帶長度上的煤重為40kg，即40kg/m）
V—輸送機帶速，m/s；
t—日提升時間，16h；
k1—運輸不均勻係數，取1.2。
故該輸送機實測輸送能力為：
1014000/(330×16)=192t/h
取實測輸送能力：192t/h
2)-365煤倉下一台給煤機，型號為K2，輸送能力為225t/h。
3)中皮下山三部帶式輸送機運輸能力核定：
①一部帶式輸送機型號為STJ800/40S，帶寬800mm，運輸長度175m，傾角17°，V=1.6m/s，額定輸送能力為200t/h。
實測該輸送機輸送能力：
式中：A—年運輸量，萬t/a；
W—單位輸送機長度上的負載量，kg/m；（通過輸送機現場實際運輸情況，觀察電動機、減速器運行情況正常，並同時測量電流無異常情況後，在輸送帶上分別取了五個點上的煤進行測重〈每個點取單位長度1m〉，平均測得1m輸送帶長度上的煤重為40kg，即40kg/m）
V—輸送機帶速，m/s；
t—日提升時間，16h；
k1—運輸不均勻係數，取1.2。
故該輸送機實測輸送能力為：
1014000/(330×16)=192t/h
取實測輸送能力：192t/h
②二部帶式輸送機型號為STJ800/2×40，帶寬800mm，運輸長度330m，傾角17°，V=2m/s，額定輸送能力為400t/h。
實測該輸送機年輸送能力為：
式中：A—年運輸量，萬t/a；
W—單位輸送機長度上的負載量，kg/m；（通過輸送機現場實際運輸情況，觀察電動機、減速器運行情況正常，並同時測量電流無異常情況後，在輸送帶上分別取了五個點上的煤進行測重〈每個點取單位長度1m〉，平均測得1m輸送帶長度上的煤重為36kg，即36kg/m）
V—輸送機帶速，m/s；
t—日提升時間，16h；
k1—運輸不均勻係數，取1.2。
故該輸送機實測輸送能力為：
1140000/(330×16)=216t/h
取實測輸送能力：216t/h
③三部帶式輸送機型號為STJ800/2×40，帶寬800mm，運輸長度330m，傾角17°，V=2m/s，額定輸送能力為200t/h。
實測該輸送機輸送能力：
式中：A—年運輸量，萬t/a；
W—單位輸送機長度上的負載量，kg/m；（通過輸送機現場實際運輸情況，觀察電動機、減速器運行情況正常，並同時測量電流無異常情況後，在輸送帶上分別取了五個點上的煤進行測重〈每個點取單位長度1m〉，平均測得1m輸送帶長度上的煤重為36kg，即36kg/m）
V—輸送機帶速，m/s；
t—日提升時間，16h；
k1—運輸不均勻係數，取1.2。
故該輸送機實測輸送能力為：
1140000/(330×16)=216t/h
取實測輸送能力：216t/h
4)-220煤倉下接煤的礦車由絞車拉到混合井底，絞車型號為JD-11.4，絞車平均速度為60m/min，運輸長度為40m，角度為0°，每10分鍾拉一鉤，每鉤30車，每車載重1T，核定其運輸能力為：
60分/小時÷10分/鉤×30車/鉤×1t/車=180t/h
5)-220煤倉下的煤接入1T礦車由JD-11.4型絞車拉到混合井底，然後提到地麵。從混合井下來的車皮由電瓶車從混合井出車側拉到-220煤倉下，電瓶車型號為CDXT-2.5B，其具體參數如下：
運輸長度：150m
運行速度：1.25m/s
每趟拉車皮數：27輛
單趟調車時間：3min
單趟運行時間：150m÷1.25m/s=120s=2min
每次運行時間：T=（3+2）×2=10min
核定其運輸能力為：
60min/h÷10min×27輛=162輛/h
(3) 核定結果
綜上所述，運輸係統中最小環節為運輸道SGB-620/40T型刮板輸送機，其運輸能力為150t/h。
井下運輸係統年輸送能力為：
A=330×16×A1/（104×k1）
=330×16×150/（104×1.2）=66萬t/a
式中：A1—小時輸送能力，t/h；
k1—運輸不均衡係數，取1.2。
(4)主要問題、建議
-220大巷電瓶車擔負著運送車皮及中軌的矸石車，同一時間隻有一台工作，比較繁忙，為緩解一台電瓶車運輸壓力，建議在同一時間增加一台電瓶車運輸。
第六節 采掘工作麵能力核定
（1）、概況
柳泉煤礦采用立井、暗斜井的開拓方式。混合立井直徑5.2m，落底標高-220m，作進風、行人、提升、下料用。回風井直徑3.5m，落底標高為-110m，作回風用。
該礦現有3個水平，-110m水平為回風水平，-220m水平、-420m水平為生產水平，-610m水平為7煤開拓水平。
該礦在自-520m ，布置兩條向7煤延伸下山。7煤集中運輸道下山，傾角17°，淨斷麵6.4㎡。7煤軌道下山，傾角25°，淨斷麵6.4㎡。7煤兩道下山見煤後，沿煤層頂板掘進。
目前，該礦有1個采煤工作麵，4個掘進工作麵。采煤一區在3109工作麵回采，采煤方法：走向長壁後退式。支護方式：單體支柱配0.8m鉸接頂梁。落煤方式：機采，割煤機型號：MG132/320—W，工作麵運輸機型號：SGD—630/220kW。
掘進一區甲頭，在7煤集中運輸巷半煤岩掘進，錨網支護，炮掘，耙裝機裝岩，1噸礦車串車運輸。
掘進一區乙頭，在7煤軌道巷及下部車場岩巷掘進。
掘進二區甲頭，在3115運輸道半煤岩掘進，錨網支護，使用半煤岩掘進機，型號：S100/S101A。皮帶機及刮板運輸機運輸。
掘進二區乙頭，在3115材料道半煤岩掘進，錨網支護，炮掘，耙裝機裝岩，1噸礦車串車運輸。
（2）、礦井生產準備情況
2006年下半年采、掘工作麵接續表
（3）、計算公式
①、采煤工作麵生產能力
柳泉煤礦2002年8月接收，並開始改擴建，2004年2月通過省局安全評價和改擴建竣工驗收，礦井正式投入生產。因無法計算前三年回采工作麵的實際生產能力，根據采掘工作麵生產能力核定有關規定，因3109工作麵地質構造，煤層賦存條件和開采技術條件與以往相似，所以，采煤工作麵生產能力核定，按3109工作麵采煤方法和采煤工藝實際資料計算，公式；
Ac——10-4*L*h*r*b*n*N*c （萬t/a）
式中：Ac——3109采煤工作麵年生產能力，萬t/a
L——3109采煤工作麵平均長度，m 取138
h——3109采煤工作麵平均采高，m 按實際取1.5
r——原煤視密度，t/m3 取1.47
b——3109采煤工作麵平均日推進度， m/d 取4.0（每日5檔）
n——年工作日數d 取330d
N——正規循環作業係數，％ 取0.8
c ——3109采煤工作麵回采率，％ 取0.97
即：Ac=10-4.L.h.r.b.n.N.c
=10—4* 138*1.5* 1.47*4.0*330* 0.8*0.97*1
=31.17 （萬t/a）
②、掘進煤量按3115運輸道，3115材料道，7煤運輸道煤厚、斷麵計算，公式：
Aj=10-4*r*∑ni=1*SI*Li （萬t/a）
式中： Aj———掘進煤量，萬t/a
r ——原煤視密度，t/m3
Si ——t巷道純煤麵積，m2
Li ————i巷道總長度，m
a）、 按3115運輸道，3115材料道斷麵計算：
Aj1=10-4*r*Si1*Li1
=10-4*1.5*5.1*340*12
=3.12（萬t/a）
（綜掘工作麵，煤厚1.25，巷道毛寬 3.4m，月進尺340m，巷道總長度4080m）
Aj2=10-4*r*Si2*Li2
=10-4*1.5*4.2*168*12
=1.27（萬t/a）
（炮掘工作麵，煤厚1.5，巷道毛寬 3.0m，月進尺168m，巷道總長度2016m）
b、）按7煤運輸巷煤厚、斷麵計算
=10-4*r*Si3*Li3
=10-4*1.53*3.84*168*12
=1.18 （萬t/a）
（炮掘工作麵，煤厚1.20，巷道毛寬 3.2m，月進尺168m，巷道總長度2016m）
c、） 累計掘進煤量
Aj= Aj1+ Aj2+ Aj3
=3.12+1.27+1.18
=5.57（萬t/a）
③、礦井采掘工作麵生產能力
A=AC+Aj
=31.17+5.57
=36.74（萬t/a）
（4）、礦井後三年接續規劃安排情況、工作麵接續表等
①、柳泉煤礦2006年7月對副井通風係統改造結束後，計劃從2006年下半年對副井提升係統進行改造，在副井安裝箕鬥，專門作為提煤、回風用。主井專門作為進風、行人、下料 、提矸用。
從2007年一季度，在7煤布置一個薄煤層機采工作麵，使用單體液壓支柱配鉸接頂梁支護，7煤和3煤配采比例達到1：1，副井提升係統改造後，礦井年產量達到45萬t/a。
2007年成立采煤二區，準備工區。掘進一區兩個掘進工作麵做開拓工程，掘進二區兩個半煤岩掘進工作麵為采煤一區做回采工程，準備工區兩個半煤岩掘進工作麵為采煤二區做回采工程。副井提升係統改造工程，前期論證、上報、審核等工作已經結束，設計工作已委托徐礦集團正在進行。提升設備、采煤機組、支架正在選型過程中。
②2007年-2009年采煤工作麵接續表
區隊 序號 工作麵名稱 回采方式 煤厚 容重 麵長 走向長 日進 月進 儲量 起止時間
采煤一 1 3109 高檔普采 1.5 1.47 138 400 3.6 96 121716 06.9.5~07.1.8
2 3115 高檔普采 1.5 1.47 150 700 3.6 96 231525 07.1.18~07.8.6
3 3110 高檔普采 1.5 1.47 150 700 3.6 96 231525 07.8.16~08.3.22
4 7101 高檔普采 1.2 1.53 150 700 3.2 86 192780 08.4.1~08.11.30
5 3201 高檔普采 1.5 1.47 150 700 3.2 78 231525 08.12.10~09.9.7
6 3202 高檔普采 1.5 1.47 150 600 3.2 78 198450 09.9.17~2010.5.5
采煤二 7 3117 炮 采 1.5 1.47 90 700 2.4 65 138915 2008.1.1~2008.11.19
8 7102 炮 采 1.2 1.53 100 700 2.4 65 128520 2008.12.10~2009.10.31
9 7103 炮 采 1.2 1.53 90 700 2.4 65 115668 2009.11.10~2010.9.30
後3年礦井預計產量
年度 回采產量 回采工作麵個數 準備巷道掘進量 掘進產量 礦井總產量
2007 386348 33637 42
2008 447141 42010 48
2009 441446 42000 48
③2007年-2009年掘進工作麵接續表
區隊 序號 工程名稱 掘進方式 巷道性質 斷麵 支護形式 工程量（m） 月進（m） 起止時間
掘
一
（甲） 1 -420北大巷 炮掘 開拓岩巷 錨噴 490 70 2006.11.1~2007.5.30
2 32采區軌道巷 炮掘 開拓半煤 錨噴網 560 150 2007.6.1~2007.9.21
3 32采區泵房水倉、變電所 炮掘 開拓岩巷 錨噴 200 70 2007.10.1~2007.12.16
掘
一
（乙） 4 32采區回風道 （-220~-420） 炮掘 開拓半煤 錨網噴 450 100 2006.11.1~2007.3.15
5 32采區皮帶機下山 炮掘 開拓岩巷 錨噴 560 70 2007.3.16~2007.11.16
掘
二
（甲） 6 3115溜子道 機掘 準備 7 錨網 700 340 2006.9.5~2006.11.5
7 3115切眼 炮掘 準備 5 錨網 150 180 2006.11.10~2006.12.5
8 3110溜子道 機掘 準備 7 錨網 750 340 2006.12.6~2007.2.11
9 3110切眼 炮掘 準備 5 錨網 150 180 2007.2.12~2007.3.10
10 3110材料道 機掘 準備 7 錨網 750 340 2007.3.12~2007.5.18
11 7101材料道 機掘 準備 6 錨網 750 340 2007.6.1~2007.8.5
12 7101溜子道 機掘 準備 6 錨網 750 340 2007.8.16~2007.10.22
13 7101切眼 炮掘 準備 3 錨網 150 180 2007.11.1~2007.11.30
14 7102材料道 機掘 準備 6 錨網 750 340 2007.12.10~2008.2.15
15 7102溜子道 機掘 準備 6 錨網 750 340 2008.3.1~2008.5.6
16 7102切眼 炮掘 準備 3 錨網 180 180 2008.5.15~2008.6.10
17 7103麵 機掘 2008.8.1~2008.12.1
掘
二
（乙） 18 3115集中運輸道 炮掘 準備 7 錨網 150 168 2006.7.20~2006.8.17
19 3115材料道 炮掘 準備 7 錨網 700 168 2006.8.18~2006.12.23
掘三 3201麵 機掘 錨網 1650 340 2008.5.1~2008.9.30
（5）、核定結果表
采掘工作麵能力核定表
項目 前三年采掘工作麵平均水平 本次核定采掘工作麵能力 上次核定采掘工作麵能力(萬t/a)
回采產量(萬t/a) 平均工作麵個數(個/a) 平均長度(m/個) 平均年推進度(m/a個) 煤層生產能力(t/m2) 平均單產(萬t/個.月) 掘進煤量(萬t/a) 采掘煤量合計(萬t/a) 回采產量(萬t/a) 平均工作麵個數(個/a) 平均長度(m/個) 平均年推進度(m/a個) 煤層生產能力(t/m2) 平均單產(萬t/個.月) 掘進煤量(萬t/a) 采掘煤量合計(萬t/a)
(1) (2) (3) (4) (5) (6) (7) (8) (9) (10) (11) (12) (13) (14) (15) (16) (17)
合計 2004年2月投產,無法計算前三年產量 31. 17 1 138 1056 2.2 2.59 5.57 36.74 18
1、按煤層厚度分列
1.3m以下
1.3-3.5m 31.17 1 138 1056 2.2 2.59 5.57 36.74 18
3.5m以上
2、按采煤工藝分列
高檔 31.17 1 138 1056 2.2 2.59 5.57 36.74 18
說明：掘進出量按各礦3年統計的掘 進出煤量的百分比確定，即采掘出煤量=回采煤量*（1+c），c---掘進煤占回采煤量的百分比
（6）、主要問題、建議
①、采掘人員不足，無法組織正規勞動循環，必須繼續提高采掘機械化水平，減輕工人勞動強度，提高勞動效率。
②、3109工作麵斷層發育，必須加強斷層處支護質量管理。
③、3煤頂、底板鬆軟，必須加強管理。臨時支護要架設及時，防止切頂、片幫。加強鐵鞋使用，控製支柱鑽底。堅持二次補水製度，保證支柱初撐力。
④、加強煤機操作、維護、保養，確保煤機正常運轉，確保各類安全閉鎖使用可靠。
⑤、加強防治水管理，備用排水設備必須齊全，防2107工作麵采空區殘餘積水。
⑥、加強煤層注水製度，堅持炮前炮後灑水，煤機內外噴霧，加強煤塵管理。
⑦、加強3109工作麵下隅角瓦斯管理，防止瓦斯超限。
⑧、加強工作麵兩道尾巷管理，及時處理采空區，防止因采空區瓦斯超限，引發放炮事故。
⑨、加強采區儲煤井管理，防止大快矸石、水進入大井，而引發，泥水埋機埋人事故。處理卡井時，嚴禁放炮。
第七節 通風係統生產能力核定
（一）、概況：
柳泉煤礦采用立井，多水平，分區式開拓方式。現有一個生產水平,即-420水平；一個延伸水平：即-610水平。
通風方式為中央並列（抽出）式，混合井（進風）落底為-220水平，風量為2258 m3/min，副井（回風）落底為-110水平，風量為2351m3/min。目前有合理獨立的通風係統，配風符合《煤礦安全規程》要求。
瓦斯等級為低瓦斯礦井，礦井絕對瓦斯湧出量為0.46m3/min，相對瓦斯湧出量為0.91m3/t。礦井二氧化碳絕對湧出量為0.91m3/min，二氧化碳相對湧出量為1.84m3/t。
風井主備扇型號均為G4-73-12№20D離心式通風機，配套電機型號Y355L1-8型，額定功率為220kw，額定轉速為730r/min。礦井總進風2258m3/min，總排風2456m3/min，有效風量1973m3/min，計算需要風量2059m3/min，負壓1050Pa，等積孔為1.63㎡，屬中等難易程度。
主要通風機擔負全礦井生產用風。共安排3109一個回采工作麵；七煤皮機下山、七煤軌道下山兩個開拓掘進工作麵；3115材料道和3115集中運輸道兩個準備掘進工作麵，共4個掘進工作麵正常生產。其中，3109回采工作麵、3115集中運輸道、3115材料道布置在-420水平，七煤兩道下山布置在-610水平。
(二).礦井需要風量計算
根據《煤礦生產能力核定標準》第29條規定，經計算各工作地點需風量見風表1，計算方式如下：
1、采煤工作麵需要風量（3109回采麵）
1>.低瓦斯礦井按瓦斯湧出量風量計算
Q采=Q基本×K采高×K采麵長×K溫 （m3/min）
=305×1×1×1.1
≈336m3/min
式中：Q采—采煤工作麵需要風量，m3/min
Q基本—不同采煤方式工作麵所需的基本風量，m3/min
Q基本=60×工作麵控頂距×工作麵實際采高×70%×適宜的風速
=60×｛【（6×0.8）+（5×0.8）】÷2｝×1.5×70%×1.1
=60×3.6×1.05×1.1
≈305m3/min
K采高—回采工作麵采高調整係數
K采麵長—回采工作麵長度調整係數
K溫—回采工作麵溫度與對應風速調整係數
2>.根據工作麵溫度按20℃計算，根據工作麵風流溫度與風流速度的關係工作麵風速V取1.1㎡
Q采＝60×V×S
＝60×1.1×6.6
≈436m3/min
式中：V—風速
S—采煤工作麵的平均斷麵積，6.6m2
采煤工作麵的平均斷麵積S：
取1.5×｛【（6×0.8）+（5×0.8）】÷2｝≈6.6m2
3>.按回采工作麵同時作業人數計算
每人供風≮4 m3/min
Q采＝4×N＝4×30=120m3/min
式中：N人數30人
4>.按炸藥量計算需要風量
回采工藝為高檔普采，該項不計算。
5>.按風速驗算；
工作麵最低風量: Q小≥60×0.25×6.6=99m3/min
工作麵最大風量：Q大≤60×4×6.6=1584m3/min
根據以上計算，符合允許風速要求，工作麵的配風量為436m3/min
2、掘進工作麵需要風量計算
<1>.岩巷掘進工作麵風量計算
1>.按照瓦斯湧出量計算
根據七煤皮帶機道掘進時的實際瓦斯絕對湧出量統計值（0.02m3/min）計算
Q掘＝100qk＝100×0.02×1.5=3m3/min
式中：q—瓦斯絕對湧出量，取0.02
k—掘進工作麵瓦斯湧出不均衡係數，取1.5
2>.按局部通風機實際吸風量計算需要風量:
Q掘＝Q扇×Ii+60×0.15s(m3/min)
＝220×1+60×0.15×8.5(m3/min)
≈297(m3/min)
式中: Q扇—局部通風機實際吸風量，m3/min
Ii—掘進工作麵同時通風的局部通風機台數。
s—局扇地點斷麵，8.5㎡
3>.按工作麵工作麵同時作業人數計算需風量：
每人供風≮4 m3/min
Q掘＝4N=4×15=60 m3/min
式中：N—掘進工作麵同時工作最多人數，取15人
4>.按掘進工作麵一次起爆最大炸藥量計算需風量：
每kg炸藥供風≮25 m3/min
Q掘＝25A=25×4=100m3/min
式中：A— 一次起爆炸藥最大用量，取4kg
5>.按掘進工作麵巷道允許風速驗算：
岩巷掘進最低風量Q岩掘＞60×0.15×s掘m3/min
＞60×0.15×6.44m m3/min
＞58m3/min
岩巷掘進最高風量Q岩掘＜60×4×s掘m3/min
＜60×4×6.44 m3/min
＜1546 m3/min
式中：V—岩巷掘進工作麵最低（高）風速，取0.15/s（低）、4/s（高）
S—掘進巷道淨斷麵為6.44㎡
<2>.煤巷掘進工作麵需風量計算
3115集中運輸道機掘工作麵
1>.按照瓦斯湧出量計算
根據3煤各掘進工作麵掘進時的實際瓦斯絕對湧出量統計值（0.06 m3/min）計算
Q掘＝100qk＝100×0.06×1.5=9(m3/min)
式中： q—瓦斯絕對湧出量，取0.06
k—掘進工作麵瓦斯湧出不均衡係數，取1.5
2>.按局部通風機實際吸風量計算需要風量:
Q掘＝Q扇×Ii+60×0.25s (m3/min)
＝220×1+60×0.25×7.4
＝331(m3/min)
式中: Q扇—局部通風機實際吸風量，m3/min
Ii—掘進工作麵同時通風的局部通風機台數。
s—局扇地點斷麵，7.4㎡
3>.按工作麵工作麵同時作業人數計算需風量：
每人供風≮4 m3/min
Q掘＝4N=4×12=48 m3/min
式中：N—掘進工作麵同時工作最多人數，取12人
4>.按掘進工作麵一次起爆最大炸藥量計算需風量：
因該掘進工作麵使用機掘,此項不進行計算。
5>.按掘進工作麵巷道允許風速驗算：
煤巷掘進最低風量 Q岩掘＞60×0.25×s掘m3/min
Q岩掘＞60×0.25×7.04 m3/min n
Q岩掘＞106 m3/min
式中：V— 煤巷掘進工作麵最低風速，取0.25/s
S— 掘進巷道淨斷麵為7.04㎡
3115材料道煤掘工作麵
1>.按照瓦斯湧出量計算
根據3煤各掘進工作麵掘進時的實際瓦斯絕對湧出量統計值（0.06 m3/min）計算
Q掘＝100qk＝100×0.06×1.5=9 m3/min
式中：q—瓦斯絕對湧出量，取0.06
k—掘進工作麵瓦斯湧出不均衡係數，取1.5
2>.按局部通風機實際吸風量計算需要風量:
Q掘＝Q扇×Ii+60×0.25s (m3/min)
Q掘＝220×1+60×0.25×7.4 (m3/min)
Q掘＝331(m3/min)
式中: Q扇—局部通風機實際吸風量，m3/min
Ii—掘進工作麵同時通風的局部通風機台數。
s—局扇安裝地點斷麵,7.4㎡
3>.按工作麵工作麵同時作業人數計算需風量：
每人供風≮4 m3/min
Q掘＝4N=4×12=48 m3/min
式中：N—掘進工作麵同時工作最多人數，取12人
4>.按掘進工作麵一次起爆最大炸藥量計算需風量：
每kg炸藥供風≮25 m3/min
Q掘＝25A=25×3=75 m3/min
式中：A— 一次起爆炸藥最大用量，取3kg
5>.按掘進工作麵巷道允許風速驗算：
煤巷掘進最低風量 Q岩掘＞60×0.25×s掘m3/min
＞60×0.25×6.16 m3/min
＞93 m3/min
式中：V— 煤巷掘進工作麵最低風速，取0.25/s
S— 掘進巷道淨斷麵為6.16㎡
七煤皮帶機下山煤掘工作麵
1>.按照瓦斯湧出量計算
根據七煤各掘進工作麵掘進時的實際瓦斯絕對湧出量統計值（0.06 m3/min）計算
Q掘＝100qk＝100×0.06×1.5=9 m3/min
式中：q—瓦斯絕對湧出量，取0.06
k—掘進工作麵瓦斯湧出不均衡係數，取1.5
2>.按局部通風機實際吸風量計算需要風量:
Q掘＝Q扇×Ii+60×0.25s (m3/min)
＝220×1+60×0.25×10 (m3/min)
＝370(m3/min n)
式中: Q扇—局部通風機實際吸風量，m3/min
Ii—掘進工作麵同時通風的局部通風機台數。
s—局扇地點斷麵，10㎡
3>.按工作麵工作麵同時作業人數計算需風量：
每人供風≮4 m3/min
Q掘＝4N=4×12=48 m3/min
式中：N—掘進工作麵同時工作最多人數，取12人
4>.按掘進工作麵一次起爆最大炸藥量計算需風量：
每kg炸藥供風≮25 m3/min
Q掘＝25A=25×3=75 m3/min
式中：A— 一次起爆炸藥最大用量，取3kg
5>.按掘進工作麵巷道允許風速驗算：
煤巷掘進最低風量 Q岩掘＞60×0.25×s掘m3/min
＞60×0.25×6.44 m3/min
＞97 m3/min
式中：V—煤巷掘進工作麵最低風速，取0.25/s
S—掘進巷道淨斷麵為6.44㎡
掘進工作麵需風量計算結果：
由以上計算掘進工作麵的總需風量為：
297+331+331+370=1329 m3/min
備注：1、掘進工作麵均選用FBD5/5.5×2對旋式局部通風機，風筒直徑選用500﹟
2、根據天能集團公司《生產礦井風量計算辦法》的通知文件，5.5×2對旋式局部通?
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