生产能力核定报告模版

2024-07-28

生产能力核定报告模版(共6篇)

生产能力核定报告模版 篇1

贵州金鑫煤业有限公司

贵州百里杜鹃红林乡黔鑫煤矿

2021矿井通风能力核定报告(修编)

编制单位:黔鑫煤矿通防科

编制时间:2021年10月28日

会 审 表

会审项目

2021矿井通风能力核定报告(修编)

会审地点

会审时间

主 持 人

职 务

姓名(签字)

日 期

矿 长

总工程师

安全矿长

生产矿长

机电矿长

通防副总

地测副总

会审意见

1、通过对井下采、掘工作面有效风量验证:矿井总进风量5095m³/min。矿井需风量3205.2m³/min,井下各用风地点的有效风量满足安全生产的需要,巷道中的风速,温度全部符合《煤矿安全规程》(2016版)的相关规定;

2、为避免井下局部通风机安设地点出现局部通风机吸入循环风情况:二采区轨道下山掘进工作面局部通风机安设地点全风压风量不能低于585m³/min;二采区运输下山掘进工作面局部于通风机安设地点全风压风量不能低621m³/min;二采区回风下山掘进工作面局部于通风机安设地点全风压风量不能低639m³/min;

3、矿井应该严格执行井下测风制度,每隔10天对井下进行一次全面测风;通风系统发生重大变化时,对井下进行一次全面测风,并对通风能力进行核定;

4、通过核定,矿井通风能力为68.68万吨/年,现阶段矿井主要通风系统满足井下生产需求,若矿井通风系统发生重大变化时,要重新对矿井通风能力进行核定;

5、在进行2022年矿井采掘作业计划时,必须对矿井通风能力进行一次核定。

目 录

第一章 核定的目的、依据和原则 1

第一节 核定的目的和任务 1

第二节 核定的依据 1

第三节 核定的原则 1

第二章 矿井概况 2

第一节 矿井概述 2

第二节 矿井自然条件概况 2

第三节 矿井开拓、开采 7

第三章 矿井通风概况 7

第一节 矿井通风 7

第二节 井下巷道布置情况 9

第三节 矿井瓦斯等级 9

第四节 矿井主要通风机型号、电机功率及主要参数 9

第五节 矿井主要通风机担负区域 10

第六节 矿井上产能和设计产能 10

第四章 矿井需要风量计算 10

第一节 矿井需要风量计算原则 10

第二节 采煤工作面实际需要风量计算 10

第三节 掘进工作面实际需要风量计算 13

第四节 硐室所需风量的计算 18

第五节 其他巷道实际需要风量计算 18

第六节 矿井总需要风量计算 19

第五章 矿井通风能力计算 19

第一节 计算公式 19

第二节 参数选取 20

第三节 能力计算 20

第六章 矿井通风能力验证 21

第一节 矿井通风动力验证 21

第二节 矿井通风网络动力验证 21

第三节 矿井用风地点有效风量验证 22

第四节 矿井稀释瓦斯能力验证 23

第七章 煤矿通风能力核定结论 23

第八章 建议 23

第一章 核定的目的、依据和原则 第一节 核定的目的和任务

为了认真贯彻落实“已风定产”以及《煤矿安全规程》(2016年版)对相关规定,为矿井瓦斯治理治理、生产能力核定提供科学依据,做到合理的组织生产,防止超通风能力生产,有效遏制瓦斯事故和超能力生产情况发生,特编制《黔鑫煤矿2021矿井通风能力核定报告》。

第二节 核定的依据

1、《煤矿通风能力核定标准》AQ1056-2008;

2、《煤矿安全规程》(2016年版);

3、黔鑫煤矿主要通风机安全性能检测报告;

4、黔鑫煤矿通风阻力核定报告;

5、《黔鑫煤矿一采区15号煤层突出危险性鉴定报告》;

6、《黔鑫煤矿二采区突出危险性评估报告》;

7、《黔鑫煤矿2020矿井瓦斯(二氧化碳)涌出量测定报告》。

第三节 核定的原则

1、矿井通风能力核定要求数据真实、可靠。核定工作中要实事求是,坚持科学、公正的核定原则,收集数据准确、真实、可靠、合理,计算结果能够反映矿井具备的通风能力。

2、本次核定的通风能力为黔鑫煤矿2021矿井的通风能力。

3、开展本次核定工作,找出矿井通风能力的薄弱环节,提出改进和完善建议,确保安全生产。

第二章 矿井概况 第一节 矿井概述

黔鑫煤矿为兼并重组后保留矿井,利用原沟底煤矿主斜井、副斜井、回风斜井进行改扩建,隶属贵州黔宜能源集团有限公司。2020年5月25日经贵州省能源局备案批准黔鑫煤矿进入联合试运转,2020年6月贵州省国土资源厅颁发了黔鑫煤矿采矿许可证(有效期20年零5个月,证号C***0122954),井田由17个拐点圈定,井田面积5.8916km2,开采标高为+1800~+1280m,2021年1月取得安全生产许可证,证号:(黔)MK安许证字【2801】;有效期:2021年1月25日至2024年1月24日;矿井生产能力60万吨/年。

第二节 矿井自然条件概况

1、地理位置、交通

黔鑫煤矿位于位于贵州省黔西县北西部红林乡境内,行政区划隶属贵州省百里杜鹃管理区红林乡管辖。夏蓉高速(G76)、杭瑞高速(G56)、黔大高速、织毕铁路、成贵高铁(在建)从矿区外围通过。林泉-普底县级公路从矿区经过,经县道到黔西县城28km、到黔西电厂35.2km,到毕节市50km,矿区及其周边公路交通十分方便。

2、地形地貌

矿区地处贵州省中西部,区内沟谷发育,地形高差变化大,矿山地形总体为南西高东北低,南部最高标高为1851.20m,东部最低标高为1615.00m,相对高差236.20m,地形起伏中等,东部地区煤系地层出露地段相对较平缓,为低中山侵蚀、溶蚀地貌,西部石灰岩分布地段岩溶地貌较发育。

3、气候、地震

矿区所属区域气候潮湿,多阴雨,湿度大,年平均相对湿度84%。霜期短,年平均气温最高20.8℃,平均12.8℃,冬季(十二月至次年二月)气侯寒冷,年最低气温-3℃,多有降雪、凌冻。年平均降雨量1260mm;据《中国地震动参数区划图》(GB18306-2015),黔西县地震烈度为VI级。依据《建筑抗震设计规范》(GB50011-2016),矿井地震动峰值加速度为小于0.05g,近年来区域未发生地震活动,区域稳定性良好。

4、矿区地质及构造特征

1)地层

矿区及周边出露地层由老到新有:二叠系中统茅口组(P2m)、二叠系上统龙潭组(P3l)、二叠系上统长兴组(P3c)、三叠系下统夜郎组(T1y)和第四系(Q)。

(1)二叠系中统茅口组(P2m):岩性主要为中厚层及厚层生物灰岩、白云质灰岩,局部含燧石,矿区内该组地层未见底,矿井内最大揭露厚度146.00m。

(2)二叠系上统龙潭组(P3l):为灰、灰绿、深灰色薄至中厚层粉砂岩、粉砂质粘土岩夹钙质粉砂岩及煤线,含煤10~20余层,多以薄煤层为主,本组含可采煤层4层(4、9、14、15号),煤层厚度0.44~2.25m。该组地层与下伏地层茅口组呈平行不整合接触,厚度约130.40~172.53m,平均厚度145.42m。

2)构造

本矿区位于扬子准地台(一级单元)黔北台隆(二级单元)遵义断拱(三级单元)毕节北东向构造变形区(四级单元)的南缘,矿区处于次级构造纸厂背斜南段转折附近。区域构造发展大致从中奥陶世至中晚石炭世隆起为陆,地层缺失沉积,仅早石炭世在东部有沉积;晚古生代晚期至中生代早期接受沉积后,中生代晚期的白垩纪、第三纪又一次上升为陆,缺失沉积。区内现今构造形迹主要定型于燕山运动,褶皱以北东及北北东向为主,断裂则以北东向为主,北东东向次之,与褶皱走向基本一致。

矿区的总体构造形态为单斜构造,次级褶曲不发育,断层不发育,只在钻孔内发现2条规模较小的正断层,倾角缓,落差小。

5、煤层及煤质

1)煤层

矿区可采煤层为4、9、14、15号煤层,现分述如下:

4号煤层:位于上二叠统龙潭组中上部,根据本次勘探钻孔揭露,距长兴组底界35.44~63.54m,平均48.54m,距标志层B1为38.19~57.87m,平均49.33m,直接顶板为浅灰、灰色薄层钙质粉砂岩、细砂岩,直接底板为灰、灰黑色薄至中厚层粘土岩、炭质粘土岩,含夹矸0~3层,一般1层,岩性为炭质泥岩。钻孔揭露煤层厚0.44~1.08m,平均1.05m。虽然本煤层可采性指数较低,仅局部可采,但由于见煤钻孔多集中在矿区的东南部,且开采范围连片,故划分为较稳定煤层。

9号煤层:位于上二叠统龙潭组中部,根据本次勘探钻孔揭露,距4号煤层23.19~42.33m左右,平均30.50m,直接顶板为浅灰色薄层粘土岩、砂质粘土岩,直接底板为灰色薄层粉砂质粘土岩。钻孔揭露煤层厚0.82~2.25m,平均1.64m。含夹矸0~4层,一般1层,岩性为炭质泥岩。该煤层属较稳定的全区可采煤层。

14号煤层:位于上二叠统龙潭组底部,根据本次勘探钻孔揭露,距9号煤层43.91~55.20m左右,平均47.84m。伪顶为泥岩,直接顶板为钙质粉砂岩,富含黄铁矿结核及晶粒,岩性软硬不一,为较稳定顶板,底板为泥质粉砂岩或泥岩。煤层厚度为0.47~1.68,平均0.9m。

15号煤层:位于上二叠统龙潭组底部,根据本次勘探钻孔揭露,距14号煤层约为5.40~26.41m左右,平均12.70m,距龙潭组底界为1.57~9.12m,平均5.07m。伪顶为泥岩,直接顶板为钙质粉砂岩,富含黄铁矿结核及晶粒,岩性软硬不一,为较稳定顶板,底板为泥质粉砂岩或泥岩。煤层厚度为0.74~1.74m,平均1.28m。含夹矸0~4层,一般3层,岩性为炭质泥岩。该煤层属较稳定的全区可采煤层。

2)煤质

各可采煤层煤的物理性质基本相同,颜色为黑色,条痕为黑褐色;煤芯半坚硬,块状;煤层内生裂隙发育;呈似金属、沥青、玻璃或弱玻璃光泽;阶梯状、参差状、贝壳状断口;条带状结构,块状构造;局部见条带状黄铁矿或黄铁矿结核。

本区无烟煤具有中-中高灰、低-高硫、低挥发分、中高-高发热量、弱结渣、较低-中等软化温度灰、低氯、低磷、特低砷等特点。

6、矿井安全条件

1)煤与瓦斯突出

根据贵州省矿山安全科学研究院2020年2月编制的《贵州黔宜能源集团有限公司贵州百里杜鹃红林乡黔鑫煤矿区一采区15号煤层区域突出危险性评估》报告,报告结论为黔鑫煤矿一采区15号煤层评估为无突出危险。

根据中煤科工集团重庆研究院2021年1月编制的《贵州黔宜能源集团有限公司贵州百里杜鹃红林乡黔鑫煤矿区二采区15号煤层区域突出危险性评估》报告,报告结论为黔鑫煤矿二采区15号煤层评估为无突出危险。

因此,黔鑫煤矿无突出危险性。

2)水文地质

对矿井一、二采区构成水害威胁较大的因素是地表沟溪水、采空区及老窑积水和上覆长兴组至玉龙山段岩溶水。对于突水量预测目前尚未掌握有关资料,矿井在建设和生产期间需要业主做进一步探放水工作。

3)地温

矿井无高温区存在。

4)煤尘爆炸及煤的自燃

根据贵州省煤田地质局实验室2018年9月26日提交的《检验报告》,14、15号煤层均无煤尘爆炸危险性;根据2019年7月29日贵州省煤田地质局实验室提交的《检测报告报告》15号煤层无煤尘爆炸危险性。

第三节 矿井开拓、开采

1、矿井开拓方式及主要巷道布置

矿井采用斜井开拓,布置有主斜井、副斜井及回风斜井3条井筒。主斜井担负矿井的主要运输及进风、行人。副斜井担负矿井的辅助运输及进风。回风斜井担负矿井的回风任务;沿三条井筒沿煤层向下延伸完成二采区开拓巷道布置。

2、水平及采区划分

全矿井划分为4个水平四个采区,设计一水平标高为+1562m,+1800m~+1562 m标高范围为矿井一采区;二水平标高为+1500m,+1562m~+1500 m标高范围为矿井二采区;三水平标高为+1425m,+1500m~+1425 m标高范围为矿井三采区;四水平标高为+1315m,+1425m~+1280 m标高范围为矿井四采区。

3、开采顺序

采区间开采顺序为:一采区→二采区→三采区→二四采区。

4、采煤方法及采煤工艺

矿井采用走向长壁后退式采煤法,综合机械化采煤,选用MG320/710-AWD(1140)采煤机采煤,工作面运输采用SGZ764/400可弯曲刮板输送机运输。采煤工作面采用ZY3600/11/25型掩护式液压支架支护,全部垮落法管理顶板。

第三章 矿井通风概况 第一节 矿井通风

1、通风方法及通风方式

通风方式为并列式通风,通风方法为机械抽出式。采煤工作面采用U型通风方式,掘进工作面采用局部通风机接风筒压入式通风。

2、风量分配

矿井目前实际风量分配情况:主斜井进风量为2897m³/min,副斜井进风量为2198m³/min,回风斜井回风量为5180m³/min。

(1)采煤工作面风量分配

在进行通风能力核定期间,井下布置有11502采煤工作面,风量分配如下:

采面

名称

计划配风(m³/min)

实际配风(m³/min)

配风比%

回风流浓度

运输巷断面㎡

回风巷断面㎡

CO2%

11502

采面

840

1267

1:1.51

0.02

0.04

12.5

12.5

(2)掘进工作面风量分配

在进行通风能力核定期间,井下共布置有3个掘进工作面,具体风量情况如下:

巷道

名称

局扇型号

功率kw

风筒φmm

工作面计划配风m³/min

工作面实际配风m³/min

回风流浓度

备注

CO2%

二采区轨道下山

FBDNo7.1

2×30

800

585

608

0.02

0.04

二采区运输下山

FBDNo7.1

2×45

800

621

622

0.02

0.04

二采区回风下山

FBDNo7.1

2×30

800

639

647

0.02

0.04

(3)硐室风量分配

井下各硐室采用全负压通风,消防材料库、水泵房、乳化泵站、永久避难硐室均位于新鲜风流中;采区变电所和实行独立回风。因此,硐室风量分配只考虑采区变电所,采区变电所实测风量为428m³/min。

(4)其他用风巷道风量分配

煤矿井下用风巷道主要考虑风流直接进入回风系统风量,结合井下实际情况,井下主要用风巷道有井底联络巷,井底联络巷实测风量为348m³/min。

第二节 井下巷道布置情况

目前井下布置有二采区轨道下山掘进工作面、二采区运输下山掘进工作面、二采区回风下山掘进工作面,掘进工作面均为煤巷;11502采煤工作面。

井下主要硐室有永久避难硐室、消防材料库、乳化泵站、采区变电所、水泵房和其他用风巷道井底联络巷。

第三节 矿井瓦斯等级

根据毕节市地方煤矿勘测设计队2020年11月11日编制的《黔鑫煤矿矿井瓦斯等级鉴定报告》,矿井绝对瓦斯涌出量8.94m³/min,矿井相对瓦斯涌出量8.50m³/t,采面最大绝对涌出量6.74m³/min,掘进工作面最大绝对涌出量0.17m³/min,瓦斯等级为高瓦斯矿井。

第四节 矿井主要通风机型号、电机功率及主要参数

煤矿配备了两台同等能力的通风机,主要通风机和备用通风机型号均为FBCDZNo25,额定功率为2×250kw,额定风压范围为800-3300Pa,额定风量范围为4800-9000m³/min。主要通风机采用电机反转实现反风,调节主要通风机变频系统控制风量,主要通风机采用双电源、双回路供电。

第五节 矿井主要通风机担负区域

回风斜井安设的主要通风机主要担负井下各掘进工作面、硐室及其他用风巷道供风。

第六节 矿井上产能和设计产能

黔鑫煤矿设计生产能力60万吨/年,2020年5月27日进入联合试运转,6月1日正式进行回采推进,共计生产38.4万吨。

第四章 矿井需要风量计算 第一节 矿井需要风量计算原则

矿井需要风量按各采掘工作面、硐室及其他用风巷道等用风地点分别进行计算,包括按规定配备的准备工作面需要风量,现有通风系统应保证各用风地点稳定可靠供风。

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

式中:

Qra—矿井需要风量,m³/min;

Qcfi—第i个采煤工作面实际需要风量,m³/min;

Qhfi—第i个掘进工作面实际需要风量,m³/min;

Quri—第i个硐室实际需要风量,m³/min;

Qsci—第i个备用工作面实际需要风量,m³/min;

Qrli—第i个其他用风巷道实际需要风量,m³/min;

kaq—矿井通风需风系数,抽出式取1.15-1.20。

第二节 采煤工作面实际需要风量计算

根据相关规定,矿井采煤工作面实际需要风量,按工作面气象条件、瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、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:

Q采=60×70%×v×S×k高×k长

式中: Q采—采煤工作面需要风量,m3/min;

v—采煤工作面的风速,按照采煤工作面温度20-23℃时,选取1.5m/s;

S—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,取10.6㎡;

k高—采煤工作面采高调整系数,11502采高1.8m,按<2.0m时,取1.0(见表2);

k长—采煤工作面长度调整系数,11502采面长度155m,按150-200m时,取1.2(见表3);

70%—有效通风断面系数;

60—单位换算产生的系数。

Q采=60×70%×v×S×k高×k长

=60×70%×1.5×10.6×1.0×1.2

=801.36m3/min

根据气象条件计算,11502采煤工作需风量为801.36m³/min,取802m³/min。

2、按照瓦斯涌出量计算:

Q采=100×q采×k采

式中:Q采—采煤工作面所需风量,m³/min;

q采—采煤工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量,11502采煤工作面取1.18m3/min;

k采—采煤工作面瓦斯涌出不均衡备用风量系数,11502采煤工作面去2.0计算;

100—采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不能超过1%的换算系数。

Q采=100×q采×k采

=100×1.18×2.0

=236m3/min3、按照二氧化碳涌出量计算:

Q采=67×q采×k采

式中:Q采—采煤工作面所需风量,m3/min;

q采—采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量,11502采煤工作面取0.47m3/min;

k采—采煤工作面二氧化碳涌出不均衡备用风量系数,取2.0计算;

67—采煤工作面回风流中二氧化碳的浓度不能超过1.5%的换算系数。

Q采=67×0.47×2.0

=94m3/min4、按工炸药量计算:

11502采煤工作面为综采工作面。

5、按工作面人员数量验算:

Q采≥4×N

式中:Q采—采煤工作面所需风量,m³/min;

N—采煤工作面同时工作的最多人数,取25人;

4—每人需风量,m3/min·人。

Q采≥4×25≥100m³/min

6、按风速进行验算:

60×0.25×S≤Q采≤60×4×S

式中:Q采—采煤工作面所需风量,m³/min;

S—采煤工作面断面,取10.6㎡;

0.25—采煤工作面允许的最小风速,m/s;

4—采煤工作面允许的最大风速,m/s。

60×0.25×10.6≤Q采≤60×4×10.6

159≤Q采≤25447、经过以上风速验算,计算方法符合要求,验算数据准确。确定11502采煤工作面需风量取大值802m³/min。

第三节 掘进工作面实际需要风量计算

根据《矿井风量计算方法》,矿井计算计算掘进工作面需要风量,应按瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、人员、爆破后的有毒有害气体产生量以及局部通风机的实际吸入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

根据《煤矿安全规程》(2016年版)规定,按掘进工作面回风流中甲烷浓度不超过1%的要求计算:

Qhf=100×q掘×kb

式中:

Qhf—掘进工作面实际需风量,m³/s;

100—为0.1%的倒数;

q掘—掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量,经过核算:二采区轨道下山平均绝对瓦斯涌出量0.2036m³/min、二采区运输下山平均绝对瓦斯涌出量0.3642m³/min、二采区回风下山平均绝对瓦斯涌出量0.4032m³/min。

kb—掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,通常,机掘工作面取kb=1.5~2.0。炮掘工作面取kb=1.8~2.5。取Kb=2。

二采区轨道下山掘进工作面:

Qhf=100×q掘×kb

=100×0.2036×2

=40.72m³/min

二采区运输下山掘进工作面:

Qhf=100×q掘×kb

=100×0.3642×2

=72.84m³/min

二采区回风下山掘进工作面:

Qhf=100×q掘×kb

=100×0.4032×2

=92.64m³/min2、按照二氧化碳涌出量计算

Qhf=67×qhc×khc

式中:

Qhf—掘进工作面实际需风量,m³/s;

67—采掘工作面回风流中二氧化碳的浓度不超过1.5%的换算系数;

Qhc—掘进工作面平均绝对二氧化碳涌出量;经过核算二采区轨道下山平均绝对二氧化碳涌出量0.154m³/min、二采区运输下山平均绝对二氧化碳涌出量0.156m³/min、二采区回风下山平均绝对二氧化碳涌出量0.156m³/min。

kb—掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数,各个掘进工作面不均匀的备用风量系数均取2.0。

二采区轨道下山掘进工作面:

Qhf=67×qhc×khc。

=67×0.154×2

=20.636m³/min

二采区运输下山掘进工作面:

Qhf=67×qhc×khc。

=67×0.156×2

=20.904m³/min

二采区回风下山掘进工作面:

Qhf=67×qhc×khc。

=67×0.156×2

=20.904m³/min3、按照炸药量计算

井下掘进工作面均为综掘工作面。

4、按照局部通风机实际吸入风量计算

Qhf=Qaf+60×0.25Shd

式中:

Qaf—掘进工作面同时运转的局部通风机实际吸风量,二采区轨道下山局部通风机实际吸入风量420m³/min;二采区运输下山局部通风机实际吸入风量408m³/min;二采区回风下山局部通风机实际吸入风量426m³/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;

Shd—局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积:二采区轨道下山为12㎡;二采区运输下山14.2㎡;二采区回风下山为14.2㎡;

二采区轨道下山掘进工作面:

Qhf=Qaf+60×0.25Shd

=420+60×0.25×12

=600m³/min

二采区运输下山掘进工作面:

Qhf=Qaf+60×0.25Shd

=408+60×0.25×14.2

=621m³/min

二采区回风下山掘进工作面:

Qhf=Qaf+60×0.25Shd

=426+60×0.25×14.2

=639m³/min5、按照工作面作业人数验算

Qhf≥4Nhf

式中:

Nhf—掘进工作面同时工作面的最大人数,综掘巷道风门内最多不超过9人;

4—每名作业人员所需风量。

因此,Qhf≥4Nhf

≥4×9

≥36m³/min6、风速验算

0.25×60×Shf≤Qhf≤4×60×Shf,二采区轨道下山巷道断面13㎡;

二采区运输下山巷道断面14㎡;

二采区回风下山巷道断面14㎡;

二采区轨道下山风速验算:

0.25×60×13≤Qhf≤4×60×13,195m³/min≤Qhf≤3120m³/min。

二采区运输下山风速验算:

0.25×60×14≤Qhf≤4×60×14,210m³/min≤Qhf≤3360m³/min。

7、综上所述,确定井下

二采区轨道下山掘进工作面风机安设位置风量应配:

Qhf=585m³/min

二采区运输下山掘进工作面风机安设位置风量应配:

Qhf=621m³/min

二采区回风下山掘进工作面风机安设位置风量应配:

Qhf=639m³/min8、井下掘进工作面风量为

∑Qhf=585+621+639=1845m³/min。

第四节 硐室所需风量的计算

煤矿井下主要硐室有井下变电所、永久避难硐室、水泵房,按照《黔鑫煤矿安全专篇》相关规定,井下硐室风量分别按照80m³/min进行分配,因此:

∑Qsc=80+80+80=240m³/min

第五节 其他巷道实际需要风量计算

黔鑫煤矿现阶段井下无溜煤系统需要单独供风,故无其他用风巷道,因此:

∑Qri=0

第六节 矿井总需要风量计算

矿井需要风量按各采掘工作面、硐室及其他用风巷道等用风地点分别进行计算,包括按规定配备的准备工作面需要风量,现有通风系统应保证各用风地点稳定可靠供风。

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

=(802+1845+240+0+0)×1.2

=3205.2m³/min。

第五章 矿井通风能力计算

第一节 计算公式

黔鑫煤矿为设计生产能力60万吨/年,根据实际生产能力在30万吨/年以上,应该按照由里向外核定法进行计算。

1、采煤工作面产量计算

Aci=330×10-4lci×hci×rci×bci×cci。

式中:Aci-第i个采煤工作面年产量,104t/a;

lci-第i个采煤工作面长度,m;

hci-第i个采煤工作面的平均采高,m;

rci-第i个采煤工作面原煤视密度,t/m³;

bci-第i个采煤工作面日推进度,m;

cci-第i个采煤工作面回采率,%;

2、掘进工作面产量

Ahi=330×10-4×Sbi×rbi×bbi。

式中:Ahi-第i个掘进工作面年产量,104t/a;

Shi-第i个掘进工作面纯煤面积,㎡;

rhi-第i个掘进工作面原煤视密度,t/m³;

bhi-第i个掘进工作面日推进度,m;

3、矿井通风能力

采煤工作面产量+掘进工作面产量。

第二节 参数选取

一、采煤工作面

11502采煤工作面长度152m,平均采高1.8m,原煤视密度1.56t/m³,日均推进4.2m,工作面回采率95%。

二、掘进工作面

1、二采区轨道下山掘进工作面的纯煤面积9㎡,原煤视密度1.56t/㎡,平均日推进度9m。

2、二采区运输下山掘进工作面的纯煤面积9㎡,原煤视密度1.56t/㎡,平均日推进度9m。

5、二采区回风下山掘进工作面的纯煤面积9㎡,原煤视密度1.56t/㎡,平均日推进度9m。

第三节 能力计算

1、采煤工作面生产能力计算

Aci=330×10-4×152×1.8×1.56×4.2×95%≈56.20万吨。

2、掘进工作面生产能力计算

二采区轨道下山年产量计算:

Ahi=330×10-4×9×1.56×9

=4.17万吨

二采区运输下山年产量计算:

Ahi=330×10-4×9×1.56×9

=4.17万吨

二采区回风下山年产量计算:

Ahi=330×10-4×9×1.56×9

=4.17万吨

3、矿井通风能力计算

Apc=56.20+4.17+4.17+4.17=68.68万吨。

第六章 矿井通风能力验证 第一节 矿井通风动力验证

根据煤矿FBCDZNo25型通风机的特性曲线对矿井通风能力进行验证。风机的额定风压800-3300Pa,实际860Pa,风机的实际运行工况点位于安全稳定、合理、可靠的范围内,目前井下11502采煤工作面,3个掘进工作面独立通风,能满足矿井正常生产所需风量。

第二节 矿井通风网络动力验证

矿井通风系统是由纵横交错的井巷构成的个复杂系统。用图论的方法对通风系统进行抽象描述,把通风系统变成一个由线、点及其属性组成的系统,称为通风网络。通风系统中各井巷分配的风量大小及其方向遵循一定规律。通风网络的一个最重要的动态特性就是风流稳定性。井下巷道、用风地点的风流方向稳定,风量满足要求,井巷风速满足要求。矿井总进、总回风量比较大,通风阻力不大。矿井总进风5095m³/min,总回风量为5180m³/min;根据贵州省煤田地质局实验室2020年5月14日提供的矿井通风阻力测定报告(报告编号:GMS2020MQTTZ012),矿井等积孔为3.84㎡。这说明,矿井的通风难易程度为简单,即通风网络“通过风流的能力”很强。通风网络中的通风阻力分配合理且与风量相匹配。

第三节 矿井用风地点有效风量验证

通过对井下采、掘工作面有效风量验证矿井用风量地点的供风能力,矿井总进风量5095m³/min。矿井需风量3205.2m/min,矿井各用风地点的有效风量满足安全生产的需要,巷道中的风速,温度全部符合《煤矿安全规程》(2016版)的相关规定,各用风地点的数据,验证情况详见下表。

序号

名称

地点

风量m³/min

风速m/s

温度℃

实测风量

是否满足要求

实测

是否满足要求

实测

是否满足要求

井筒

主井

/

2897

/

<8

3.40

/

/

/

采面

11502采面

802

1267

0.24-4

1.76

≤26

二采区轨道下山

585

608

0.24-4

0.75

≤26

硐室

永久避难硐室

150

0.24-4

0.25

≤26

第四节 矿井稀释瓦斯能力验证

矿井瓦斯等级鉴定结论:高瓦斯矿井,通过本次核定期间矿井瓦斯涌出资料验证,矿井通风稀释排放瓦斯的能力,井下各用地点瓦斯浓度符合《煤矿安全规程》(2016版)的相关规定,矿井通风稀瓦斯能力验证情况见下表。

序号

地点

规程规定%

实测%

是否满足要求

总回风巷

<0.75

0.04

11502采面

<1

0.04

二采区规定下山

<1

0.02

二采区运输下山

<1

0.04

二采区回风下山

<1

0.04

第七章 煤矿通风能力核定结论

黔鑫煤矿是高瓦斯矿井。矿井通风系统完整,采煤工作面形成全负压通风,采、掘工作面均为独立通风系。

通过现场核查、测定,经过上述矿井需要风量的计算和矿井通风能力的验证,矿井通风机实际运行工况点处(位)于安全稳定合理的范围内,矿井通风能力与通风机性能相匹配,能够满足矿井安全生产的实际需要,各用风地点瓦斯检测结果,风速、温度等均符合《煤矿安全规程》(2016版)的有关规定,因此,确定矿井通风能力为68.68万吨/年。

第八章 建议

通过核定,矿井通风能力为68.68万吨/年,希望矿并在以后的采据过程中加强通风管理,保证矿井正常安全的生产。

1、始终保证掘进工作面的独立通风系统,完善防突风门的管理工作,增设防逆装置;

2、建议严格执行(防突细则》中两个“四位一体”的综合防突措施,抽采达标后方可采掘;

3、加强通风设施的管理、维护工作,提高矿并有效风量率,建议减小矿井的通风阻力,加强对风门、密闭墙的管理,合理优化巷道系统;

4、建议煤矿应合理组织生产,严禁一翼两个工作面同时作业,不可盲目提高矿井生产量,严禁超通风能力生产;

5、建立完善的“一通三防”管理制度,并严格按制度执行;

6、工作面放炮要严格执行”一炮三检”瓦斯检查制度和“三人连锁放炮”制度;

7、加强通风设施的管理,杜绝串联风和循环风;

8、加强对瓦斯的管理,严格执行矿井瓦斯检查制度,同时杜绝瓦斯集聚和瓦斯超限作业,增加必要的安全投入,保障安全生产顺利进行;

9、对断面达不到规程要求,转弯过急的巷道,进行整改行合规程要求,减少通风阻力;

10、做好中长期通风系统优化的规划同时提高矿井通风系统的抗灾能力;

11、在矿井通风系统发生重大变化后,必须重新对通风能力进行核定。

12、要结合矿井生产能力,合理组织采掘作业,避免出现超能力生产情况。

生产能力核定报告模版 篇2

客观合理地进行生产能力核定, 是指导煤矿科学组织生产和进行技术改造的重要依据。目前采用的《煤矿生产能力核定标准》[1]对煤炭生产的不同系统分别进行分析和计算, 其结果基本上能够反映出矿井应具备的生产水平。但在现场应用过程中, 生产能力核定的指标体系还存在值得商榷之处, 具体表现在:我国煤矿数量众多, 其人员素质、管理水平、技术支持等方面存在较大差距, 而标准侧重考虑各系统装备的生产能力, 并未对企业管理水平和技术水平进行评定, 同时该指标体系对于矿井各种安全因素与生产系统之间的内在关系、外界环境对矿井产量的影响程度也未进行相应体现[2,3,4]。因此, 有必要对煤矿生产能力核定的指标体系及其计算方法进行优化。

1 煤矿生产能力核定指标体系的建立

矿井生产能力指标体系是进行矿井产量计算的基础, 在此将煤矿生产能力核定指标体系划分为3个层次, 即基础生产能力、直接生产能力和综合影响系数[5]。其中基础生产能力是矿井产量的限制条件, 直接生产能力是现有装备条件下矿井生产的最大产量, 综合影响系数是影响矿井产量的主要因素的综合反映。该生产能力核定指标体系综合考虑了矿井客观条件、管理水平、设施装备、安全生产状况及随时间动态变化的特性, 其层次结构如图1所示。

2 煤矿生产能力核定计算方法

2.1 基础生产能力

基础生产能力由最新核定的生产能力、资源储量的变化和矿井剩余服务年限组成。矿井投产后, 由于资源储量变化或进行改建、扩建, 其生产能力会发生变化, 因此以最新核定的生产能力作为基础来分析矿井目前的生产状况;自最近的生产能力核定后, 由于各种原因造成资源储量变化必然会影响矿井产量, 由于矿井的生产是一个动态的变化过程, 因此必须考虑储量变化的影响;对于提高煤矿核定生产能力的矿井, 其服务年限必须控制在标准规定的服务年限之内, 矿井剩余服务年限的计算按照标准规定的方法计算。

2.2 直接生产能力

直接生产能力着重考虑矿井的“硬件”对产量的影响, 该层次指标直接按照不同生产系统的设备运行能力和产量之间的关系进行定量计算, 其计算方法基本依据标准的规定而执行, 只对某些公式中具有不确定性的参数在计算过程中进行限定。

2.3 综合影响因素

矿井生产能力的大小主要取决于各生产系统的性能, 但同时也受到多种相关因素的影响, 因此应按照科学的分析方法对这些影响因素进行研究[6,7,8], 形成一个综合的影响系数, 以对矿井产量进行调控, 这样确定的矿井生产能力才能更加客观合理。笔者依据综合影响因素的层次结构, 采用模糊综合评价法对其进行量化计算[9,10,11]。

2.3.1 建立平价因素集

将评价因素U分为m个因素子集Ui, 即:

U={U1, U2, …, Um}, i=1, 2, …, m

每个Ui又可分为ni个因素, 即:

Ui={ui1, ui2, …, uini}

其中uij表示第i类因素集中的第j个因素, j=1, 2, …, ni

2.3.2 建立权重集

设第i类因素子集中第j个因素的权值为aij, 则该类子集中ni个因素的权重集:

Ai=ai1ui1+ai2ui2++ainiuini

2.3.3 建立备择集

备择集也称评价集, 是评价者对评价对象可能作出的各种评判结果组成的集合[12], 设有p种评价结果, 则备择集可用V表示:V={v1, v2, …, vp}。

2.3.4 模糊综合评价

设第i类因素集Ui中的第j个因素为uij, 其对于评价对象来说属于备择集中第k个元素vk的隶属度为rijk, 则可以得到m个一级评价矩阵Ri, 对第i类因素进行模糊综合评价, 就可以得到评价集Bi:

Bi=Ai˚Ri= (ai1, ai2, , aini) ˚[ri11ri12ri1pri21ri22ri2prini1rini2rinip]= (bi1, bi2, , bip)

在一级评价结果的基础上, 要确定各类因素子集的综合影响, 其评价矩阵:

R= (B1B2Bm) = (A1˚R1A2˚R2Am˚Rm) = (b11b12b1pb21b22b2pbm1bm2bmp)

3 应用实例

结合某煤矿实际情况 (矿井概况见文献[13]) , 详细分析其生产能力核定的具体计算过程。

3.1 基础生产能力

该矿井设计生产能力为120万t/a, 由于煤层赋存条件与原勘探误差较大, 矿井至今未能达到设计生产能力, 最新核定的生产能力为90万t/a。由于自最新生产能力核定以来, 矿井可采储量未发生变化, 因此仍以90万t/a作为矿井的基础生产能力。

3.2 直接生产能力

依据矿井各生产系统实际情况, 按照“煤矿生产能力核定标准”的要求和计算方式, 可求得各系统的生产能力, 矿井的直接生产能力取其最小值, 计算结果见表1。按照标准规定, 矿井直接生产能力为115万t/a。

3.3 综合影响因素

3.3.1 确定权值

采用层次分析法确定各指标的权值, 其计算结果见表2。

3.3.2 综合影响因素评价计算

采用模糊综合评价法对影响矿井产量的各因素进行计算, 其结果见表3。

3.4 矿井核定生产能力

由于浮动因子影响矿井的直接生产能力, 依据计算结果, 该矿井直接生产能力为115万t/a, 浮动因子A为0.867, 因此综合考虑各种影响因素, 矿井直接生产能力为99.7万t/a。依据煤矿生产能力档次划分标准, 90~600万t/a的煤矿以5万t/a为单位, 按就近下靠的原则确定矿井生产能力, 因此该矿井的核定生产能力为95万t/a。从现场生产状况来看, 该结果也较为符合矿井目前的生产能力水平。

注:备择集区间量化值为 (95, 85, 75, 65, 60) 。

由于上次矿井核定的生产能力为90万t/a, 当生产能力提高时还需计算矿井剩余服务年限是否符合规范的要求。由于目前矿井可采储量为7 968.6万t, 按照该矿井地质条件取储量备用系数为1.4, 则可计算出矿井剩余服务年限为60 a, 符合“煤炭工业矿井设计规范”的要求。故该矿井最终核定生产能力为95万t/a。

4 结语

优化后的矿井生产能力计算方法不仅为进一步完善生产能力核定系统提供参考, 还有利于煤矿找出各个生产环节的薄弱点, 促进其优化生产布局, 加强科学管理, 提高矿井安全生产可靠程度, 实现矿井的安全生产。同时也有利于执法监管部门有针对性地开展工作, 增强对煤矿的监管力度, 督促矿井依法安全生产。

赵庄煤业通风能力核定方法研究 篇3

关键词:风量;通风能力;需风量

中图分类号:TD724     文献标识码:A      文章编号:1006-8937(2014)35-0179-02

1  通风系统概况

1.1  基本概况

赵庄煤业采用中央分区通风方式,机械抽出式通风方法。目前赵庄矿井有6个井筒,其中4个为进风井(主斜井、副斜井、副立井、西范进风立井),2个为回风井(张店1号回风立井、张店2号回风立井)。各井筒风量情况见表1。

赵庄煤业总进风量为40 903 m3/min,矿井总回风量为41317 m3/min,需风量为38 665 m3/min,有效风量为38 738 m3/min,矿井有效风量率94.7%。

1.2  矿井通风概况

赵庄煤业现在采用机械抽出式通风方法,中央分区式通风方式。矿井现有4个进风井和2个回风井,总风量约为41 317 m3/min,其中,张店1#回风井风量为16 566 m3/min,张店2#回风井风量为24 751 m3/min。采工作面采用走向长壁一次采全高自然垮落后退式综合机械化采煤方法,采用“三进两回(一盘区)”和“两进两回(五盘区)”通风方式;掘进工作面均采用三巷或双巷平行掘进方式,一般情况下,每隔80 m贯通一联络横川,不断引进全风压风量采用局部通风机压入式供风,局扇均实现双风机双电源自动切换和“三专两闭锁”。

1.3  矿井生产组织情况

一盘区布置一个大采高工作面(1306面),1个备用大采高工作面(1307面)和1组双巷掘进面(1308顺槽)。五盘区布置1个大采高回采工作面(5302面)、1个备用大采高工作面(5303面),1组顺槽双巷掘进面(5304顺槽)。

1.4  矿井瓦斯情况

根据近三年山西省煤炭厅下发的瓦斯等级鉴定结果批复看,赵庄煤业均为高瓦斯矿井,见表2。

2  矿井需风量合计

矿井需要风量应按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和计算:

=(9 000+4 500+10 272+1 200+1 249+6 000)×1.2

=38 665 m3/min

式中:

Q矿进为矿井需用总风量, m3/min;?撞Q采为采煤工作面实际需要风量总和,9 000 m3/min;?撞Q备为备用工作面实际需要风量总和,4 500 m3/min;?撞Q综掘为综掘工作面实际需要风量总和,10 272 m3/min;?撞Q硐为硐室实际需要风量总和,1 200 m3/min;?撞Q其它为其它井巷需要进行通风的风量总和,1 249 m3/min;?撞Q大巷配风为其它井巷需要进行通风的风量总和,6 000 m3/min;K矿通为矿井通风系数,取1.2;

矿井现总进风量为40 903 m3/min,大于38 665 m3/min,满足生产的要求。

3  矿井通风能力的计算

根据AQ 1056-2008通风能力核定标准,采用由里向外核算法。赵庄煤业采掘面按“四六制”作业,三个班生产,一个班检修,日生产作业时间不超过18 h,不存在不合理的串联通风和瓦斯超限作业。根据对矿井各类型用风地点需风量核算和矿井风量分布情况,风量能够满足两个综采工作面、六个综掘工作面作业。通风能力核定如下:

式中:Apc为矿井通风能力,万t/a;?撞Aci为采煤工作面正常生产条件下的年产量,万t/a;?撞Ahi为掘进工作面正常掘进条件下的年进尺换算成煤的产量,万t/a。

3.1  综采工作面

每个综采工作面的年通风能力为:

Aci=330×10-4 lci×hci×rci×bci×cci

式中:Aci为第i个采煤工作面年产量,t/a;lci为第i个采煤工作面平均长度,220 m;hci为第i个采煤工作面煤层平均采高,4.69 m;rci为第i个采煤工作面的原煤视密度,1.42 m3/t;bci为第i个采煤工作面平均日推进度。

采煤工作面平均日推进度=采煤机截深×每班进刀数×日生产班数=0.8×3.75×3=8.4 m/d;

cci为第i个采煤工作面回采率,93%;赵庄煤业共布置2个大采高综采工作面,采煤工作面特征见表3。

3.2  掘进工作面

单个掘进工作面的年产量为:

Ahi=330×10-4 Shi×rhi×bhi

式中:Ahi为第i个掘进工作面年产量,t/a;Shi为第i个掘进工作面纯煤面积,取23.92 m2;rhi为第i个掘进工作面的原煤视密度,1.42 m3/t;bhi为第i个掘进工作面平均日推进度,m/d。

矿井布置4个双巷综掘面,根据2012年生产统计结果,顺槽双巷综掘工作面日均进尺为15 m,掘进工作面年生产能力见表4。

3.3  矿井通风能力合计

矿井通风能力合计为:

APC=809.38+67.24=876.62万 t/a

4  确定矿井通风系统核定生产能力

矿井生产盘区均设有专用回风巷,实现了分区通风,采掘工作面均实现独立通风,系统合理、可靠,不存在串联通风、扩散通风、采空区通风等情况。通过计算和进一步的通风能力验证,赵庄煤业核定通风能力为876.62万 t/a。依据《煤矿生产能力核定标准》第5条:生产能力核定结果不在标准档次的,按就近下靠的原则确定,最终赵庄煤业核定通风能力确定为870万 t/a。

参考文献:

[1] 王建军.赵庄矿3#煤层瓦斯参数现场跟踪测试的研究[J].江西煤炭科技,2013,(3).

[2] 张国枢.通风安全学[M].徐州:中国矿业大学出版社,2004.

[3] 谢雄刚,江成玉,代张音.安兴煤矿通风系统特征及通风能力核定研究[J].矿业安全与环保,2012,(4).

[4] 崔海威.东山煤矿通风系统改造方案优化[J].中国矿山工程,2011,(3).

[5] 贺俊杰,陈开岩,关清安,等.高瓦斯生产矿井通风能力核定模型及应用[J].煤矿安全,2008,(2).

摘  要:赵庄煤业采用中央分区通风方式,机械抽出式通风方法。文章在对赵庄煤业需风量的计算后通过计算矿井通风能力,对矿井通风网络能力、用风地点有效风量进行验证,确定赵庄煤业核定通风能力为870万 t/a。

关键词:风量;通风能力;需风量

中图分类号:TD724     文献标识码:A      文章编号:1006-8937(2014)35-0179-02

1  通风系统概况

1.1  基本概况

赵庄煤业采用中央分区通风方式,机械抽出式通风方法。目前赵庄矿井有6个井筒,其中4个为进风井(主斜井、副斜井、副立井、西范进风立井),2个为回风井(张店1号回风立井、张店2号回风立井)。各井筒风量情况见表1。

赵庄煤业总进风量为40 903 m3/min,矿井总回风量为41317 m3/min,需风量为38 665 m3/min,有效风量为38 738 m3/min,矿井有效风量率94.7%。

1.2  矿井通风概况

赵庄煤业现在采用机械抽出式通风方法,中央分区式通风方式。矿井现有4个进风井和2个回风井,总风量约为41 317 m3/min,其中,张店1#回风井风量为16 566 m3/min,张店2#回风井风量为24 751 m3/min。采工作面采用走向长壁一次采全高自然垮落后退式综合机械化采煤方法,采用“三进两回(一盘区)”和“两进两回(五盘区)”通风方式;掘进工作面均采用三巷或双巷平行掘进方式,一般情况下,每隔80 m贯通一联络横川,不断引进全风压风量采用局部通风机压入式供风,局扇均实现双风机双电源自动切换和“三专两闭锁”。

1.3  矿井生产组织情况

一盘区布置一个大采高工作面(1306面),1个备用大采高工作面(1307面)和1组双巷掘进面(1308顺槽)。五盘区布置1个大采高回采工作面(5302面)、1个备用大采高工作面(5303面),1组顺槽双巷掘进面(5304顺槽)。

1.4  矿井瓦斯情况

根据近三年山西省煤炭厅下发的瓦斯等级鉴定结果批复看,赵庄煤业均为高瓦斯矿井,见表2。

2  矿井需风量合计

矿井需要风量应按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和计算:

=(9 000+4 500+10 272+1 200+1 249+6 000)×1.2

=38 665 m3/min

式中:

Q矿进为矿井需用总风量, m3/min;?撞Q采为采煤工作面实际需要风量总和,9 000 m3/min;?撞Q备为备用工作面实际需要风量总和,4 500 m3/min;?撞Q综掘为综掘工作面实际需要风量总和,10 272 m3/min;?撞Q硐为硐室实际需要风量总和,1 200 m3/min;?撞Q其它为其它井巷需要进行通风的风量总和,1 249 m3/min;?撞Q大巷配风为其它井巷需要进行通风的风量总和,6 000 m3/min;K矿通为矿井通风系数,取1.2;

矿井现总进风量为40 903 m3/min,大于38 665 m3/min,满足生产的要求。

3  矿井通风能力的计算

根据AQ 1056-2008通风能力核定标准,采用由里向外核算法。赵庄煤业采掘面按“四六制”作业,三个班生产,一个班检修,日生产作业时间不超过18 h,不存在不合理的串联通风和瓦斯超限作业。根据对矿井各类型用风地点需风量核算和矿井风量分布情况,风量能够满足两个综采工作面、六个综掘工作面作业。通风能力核定如下:

式中:Apc为矿井通风能力,万t/a;?撞Aci为采煤工作面正常生产条件下的年产量,万t/a;?撞Ahi为掘进工作面正常掘进条件下的年进尺换算成煤的产量,万t/a。

3.1  综采工作面

每个综采工作面的年通风能力为:

Aci=330×10-4 lci×hci×rci×bci×cci

式中:Aci为第i个采煤工作面年产量,t/a;lci为第i个采煤工作面平均长度,220 m;hci为第i个采煤工作面煤层平均采高,4.69 m;rci为第i个采煤工作面的原煤视密度,1.42 m3/t;bci为第i个采煤工作面平均日推进度。

采煤工作面平均日推进度=采煤机截深×每班进刀数×日生产班数=0.8×3.75×3=8.4 m/d;

cci为第i个采煤工作面回采率,93%;赵庄煤业共布置2个大采高综采工作面,采煤工作面特征见表3。

3.2  掘进工作面

单个掘进工作面的年产量为:

Ahi=330×10-4 Shi×rhi×bhi

式中:Ahi为第i个掘进工作面年产量,t/a;Shi为第i个掘进工作面纯煤面积,取23.92 m2;rhi为第i个掘进工作面的原煤视密度,1.42 m3/t;bhi为第i个掘进工作面平均日推进度,m/d。

矿井布置4个双巷综掘面,根据2012年生产统计结果,顺槽双巷综掘工作面日均进尺为15 m,掘进工作面年生产能力见表4。

3.3  矿井通风能力合计

矿井通风能力合计为:

APC=809.38+67.24=876.62万 t/a

4  确定矿井通风系统核定生产能力

矿井生产盘区均设有专用回风巷,实现了分区通风,采掘工作面均实现独立通风,系统合理、可靠,不存在串联通风、扩散通风、采空区通风等情况。通过计算和进一步的通风能力验证,赵庄煤业核定通风能力为876.62万 t/a。依据《煤矿生产能力核定标准》第5条:生产能力核定结果不在标准档次的,按就近下靠的原则确定,最终赵庄煤业核定通风能力确定为870万 t/a。

参考文献:

[1] 王建军.赵庄矿3#煤层瓦斯参数现场跟踪测试的研究[J].江西煤炭科技,2013,(3).

[2] 张国枢.通风安全学[M].徐州:中国矿业大学出版社,2004.

[3] 谢雄刚,江成玉,代张音.安兴煤矿通风系统特征及通风能力核定研究[J].矿业安全与环保,2012,(4).

[4] 崔海威.东山煤矿通风系统改造方案优化[J].中国矿山工程,2011,(3).

[5] 贺俊杰,陈开岩,关清安,等.高瓦斯生产矿井通风能力核定模型及应用[J].煤矿安全,2008,(2).

摘  要:赵庄煤业采用中央分区通风方式,机械抽出式通风方法。文章在对赵庄煤业需风量的计算后通过计算矿井通风能力,对矿井通风网络能力、用风地点有效风量进行验证,确定赵庄煤业核定通风能力为870万 t/a。

关键词:风量;通风能力;需风量

中图分类号:TD724     文献标识码:A      文章编号:1006-8937(2014)35-0179-02

1  通风系统概况

1.1  基本概况

赵庄煤业采用中央分区通风方式,机械抽出式通风方法。目前赵庄矿井有6个井筒,其中4个为进风井(主斜井、副斜井、副立井、西范进风立井),2个为回风井(张店1号回风立井、张店2号回风立井)。各井筒风量情况见表1。

赵庄煤业总进风量为40 903 m3/min,矿井总回风量为41317 m3/min,需风量为38 665 m3/min,有效风量为38 738 m3/min,矿井有效风量率94.7%。

1.2  矿井通风概况

赵庄煤业现在采用机械抽出式通风方法,中央分区式通风方式。矿井现有4个进风井和2个回风井,总风量约为41 317 m3/min,其中,张店1#回风井风量为16 566 m3/min,张店2#回风井风量为24 751 m3/min。采工作面采用走向长壁一次采全高自然垮落后退式综合机械化采煤方法,采用“三进两回(一盘区)”和“两进两回(五盘区)”通风方式;掘进工作面均采用三巷或双巷平行掘进方式,一般情况下,每隔80 m贯通一联络横川,不断引进全风压风量采用局部通风机压入式供风,局扇均实现双风机双电源自动切换和“三专两闭锁”。

1.3  矿井生产组织情况

一盘区布置一个大采高工作面(1306面),1个备用大采高工作面(1307面)和1组双巷掘进面(1308顺槽)。五盘区布置1个大采高回采工作面(5302面)、1个备用大采高工作面(5303面),1组顺槽双巷掘进面(5304顺槽)。

1.4  矿井瓦斯情况

根据近三年山西省煤炭厅下发的瓦斯等级鉴定结果批复看,赵庄煤业均为高瓦斯矿井,见表2。

2  矿井需风量合计

矿井需要风量应按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和计算:

=(9 000+4 500+10 272+1 200+1 249+6 000)×1.2

=38 665 m3/min

式中:

Q矿进为矿井需用总风量, m3/min;?撞Q采为采煤工作面实际需要风量总和,9 000 m3/min;?撞Q备为备用工作面实际需要风量总和,4 500 m3/min;?撞Q综掘为综掘工作面实际需要风量总和,10 272 m3/min;?撞Q硐为硐室实际需要风量总和,1 200 m3/min;?撞Q其它为其它井巷需要进行通风的风量总和,1 249 m3/min;?撞Q大巷配风为其它井巷需要进行通风的风量总和,6 000 m3/min;K矿通为矿井通风系数,取1.2;

矿井现总进风量为40 903 m3/min,大于38 665 m3/min,满足生产的要求。

3  矿井通风能力的计算

根据AQ 1056-2008通风能力核定标准,采用由里向外核算法。赵庄煤业采掘面按“四六制”作业,三个班生产,一个班检修,日生产作业时间不超过18 h,不存在不合理的串联通风和瓦斯超限作业。根据对矿井各类型用风地点需风量核算和矿井风量分布情况,风量能够满足两个综采工作面、六个综掘工作面作业。通风能力核定如下:

式中:Apc为矿井通风能力,万t/a;?撞Aci为采煤工作面正常生产条件下的年产量,万t/a;?撞Ahi为掘进工作面正常掘进条件下的年进尺换算成煤的产量,万t/a。

3.1  综采工作面

每个综采工作面的年通风能力为:

Aci=330×10-4 lci×hci×rci×bci×cci

式中:Aci为第i个采煤工作面年产量,t/a;lci为第i个采煤工作面平均长度,220 m;hci为第i个采煤工作面煤层平均采高,4.69 m;rci为第i个采煤工作面的原煤视密度,1.42 m3/t;bci为第i个采煤工作面平均日推进度。

采煤工作面平均日推进度=采煤机截深×每班进刀数×日生产班数=0.8×3.75×3=8.4 m/d;

cci为第i个采煤工作面回采率,93%;赵庄煤业共布置2个大采高综采工作面,采煤工作面特征见表3。

3.2  掘进工作面

单个掘进工作面的年产量为:

Ahi=330×10-4 Shi×rhi×bhi

式中:Ahi为第i个掘进工作面年产量,t/a;Shi为第i个掘进工作面纯煤面积,取23.92 m2;rhi为第i个掘进工作面的原煤视密度,1.42 m3/t;bhi为第i个掘进工作面平均日推进度,m/d。

矿井布置4个双巷综掘面,根据2012年生产统计结果,顺槽双巷综掘工作面日均进尺为15 m,掘进工作面年生产能力见表4。

3.3  矿井通风能力合计

矿井通风能力合计为:

APC=809.38+67.24=876.62万 t/a

4  确定矿井通风系统核定生产能力

矿井生产盘区均设有专用回风巷,实现了分区通风,采掘工作面均实现独立通风,系统合理、可靠,不存在串联通风、扩散通风、采空区通风等情况。通过计算和进一步的通风能力验证,赵庄煤业核定通风能力为876.62万 t/a。依据《煤矿生产能力核定标准》第5条:生产能力核定结果不在标准档次的,按就近下靠的原则确定,最终赵庄煤业核定通风能力确定为870万 t/a。

参考文献:

[1] 王建军.赵庄矿3#煤层瓦斯参数现场跟踪测试的研究[J].江西煤炭科技,2013,(3).

[2] 张国枢.通风安全学[M].徐州:中国矿业大学出版社,2004.

[3] 谢雄刚,江成玉,代张音.安兴煤矿通风系统特征及通风能力核定研究[J].矿业安全与环保,2012,(4).

[4] 崔海威.东山煤矿通风系统改造方案优化[J].中国矿山工程,2011,(3).

煤矿生产能力核定的若干规定 篇4

第一条 根据《煤炭法》、《煤炭生产许可证管理办法》及有关规定,为建立煤矿生产能力的正常核定机制,促进煤矿企业科学组织生产,特制定本规定。

第二条 国家发展和改革委员会和省级煤炭生产许可证颁发管理机关(以下统称煤炭生产许可证颁发管理机关)负责煤矿生产能力核定工作。

国家发展和改革委员会负责指导和监督全国煤矿生产能力核定工作,并直接负责中央企业所属煤矿生产能力的核定。

省级煤炭生产许可证颁发管理机关负责本行政区域内前款规定以外的煤矿生产能力核定。其他部门或组织不得擅自组织煤矿生产能力核定。

第三条煤矿生产能力核定以具有煤炭生产许可证的矿(井)为单位。

第四条煤矿发生下列情形之一,致使生产能力变化的,须进行重新核定。

(一)采场、提升、运输、通风、排水、供电和地面等生产系统及环节发生变化;

(二)生产工艺改变;

(三)煤层赋存条件、储量发生变化;

(四)实施改建、扩建、技术改造;

(五)其它条件发生变化。

第五条煤矿生产能力核定工作包括以下三个阶段:

(一)煤矿企业组织核定;

(二)主管部门(单位)审查;

(三)煤炭生产许可证颁发管理机关审查确认。

第六条煤矿企业应在生产能力发生变化后六十日内,组织完成生产能力核定工作,并按照隶属关系向主管部门(单位)报送核定报告。不具备自我核定生产能力条件的矿(井)可委托具有资质的中介机构或直接由主管部门(单位)组织核定。

第七条负责煤矿生产能力审查的主管部门(单位)为:

(一)市(地)属及市(地)以下煤矿由上级煤炭行业管理部门负责;

(二)省(区、市)直属煤矿由省级煤炭行业管理部门负责;

(三)省(区、市)煤炭集团公司所属煤矿,由(区、市)煤炭集团公司负责;

(四)中央企业所属煤矿,由中央企业负责。

第八条主管部门(单位)接到所属煤矿企业生产能力审查申请后,应在三十日内组织完成审查工作并签署意见,连同企业申请材料,按照隶属关系报煤炭生产许可证颁发管理机关。

第九条煤炭生产许可证颁发管理机关自收到经主管部门(单位)审查的煤矿企业申请报告和有关资料之日起三十日内,应当完成审查确认工作,并依法办理煤炭生产许可证变更手续。

第十条煤炭生产许可证颁发管理机关实施煤炭生产许可证年检时,按照管理权限对监管范围内所有取得煤炭生产许可证的矿(井)的生产能力进行检查核实,并将核实结果登记在煤炭生产许可证上。

第十一条省级煤炭生产许可证的颁发管理机关应在年检结束三十日内,将监管范围内所

有煤矿生产能力核实结果报国家发展和改革委员会(经济运行局)备案。

第十二条参加生产能力核定的人员必须严格执行国家有关法律,法规和技术规范标准,实事求是地开展生产能力核定工作,并对核定结论的科学性和真实性负责。

第十三条煤炭生产许可证颁发管理机关在煤炭生产许可证年检中,发现生产能力已经变化而没有开展核定工作的矿(井),将不予年检,并责令限期完成核定工作。

第十四条煤炭生产许可证颁发管理机关发现经主管部门(单位)核查的生产能力有两个以上的煤矿与实际严重不符,将对有关部门(单位)和责任人员给予通报批评,责令重新核定。

第十五条煤矿生产能力核定的技术参数及标准可参照原煤炭部《关于核定矿井(露天)、选煤厂生产能力实施办法》。

第十六条省级煤炭生产许可证颁发管理机关可根据本规定制定实施细则,并报国家发展和改革委员会备案。

第十七条本规定由国家发展和改革委员会负责解释。

生产能力核定报告模版 篇5

第十七条 核定井下排水系统能力必须具备下列条件:

(一)排水系统完善,设备、设施完好、运转正常,经具备资质的检测检验机构测试合格,并出具报告。

(二)有依法批准的地质报告提供的正常涌水量和最大涌水量,以及近5年生产期间的实际涌水量数据。

(三)矿井防治水各项制度健全,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。水文地质条件复杂、极复杂或有突水淹井危险的矿井,应有经技术论证预测的突水量,并有防治水害的有效措施,应装备必要的防治水抢险救灾设备。

第十八条 排水系统能力核定的主要内容和标准:

(一)矿井有多级排水系统的,应对各级排水系统能力分别核定,然后根据矿井排水系统构成和各级涌水情况,综合分析确定矿井排水能力;

(二)取依法批准的矿井地质报告提供的涌水量和生产期间的实际涌水量数据最大值作为矿井排水系统能力的计算依据;

(三)工作水泵的能力应能在20h内排出矿井24h的正常涌水量,备用水泵的能力应不小于工作水泵的70%,工作和备用水泵的总能力应能在20h内排出矿井24h的最大涌水量,配电设备、排水管应与水泵能力相匹配;

(四)矿井水仓容量必须满足《煤矿安全规程》规定,主水仓容量必须符合以下计算要求:

设计在副斜井井底车场+650m标高建井下中央水泵房和井底水仓,通过铺设于副斜井的管道将井下涌水排至地面污水处理站。(1)中央水泵房水仓容积能力核定

根据设计规范,正常涌水量在1000m3/h以下时,水仓容积不低于8小时的正常涌水量:

由公式:正常涌水量在1000m3/h以下时 V=8Qs=8×200=1600m3 式中 V—主要水仓的有效容量,m3; Qs—矿井每小时正常涌水量,m3/h。

本矿设计水仓采用砼碹支护,掘进断面积8.33m2,净断面积7.56m2,有效容量为S=6.8 m2。水仓长度:L=V/S=1600/6.8=236m 共布置主、副两个水仓,以便一个水仓清理时,另一个水仓能正常使用。主水仓长度151m,容量1027m3;副水仓长度89m,容量605m3,主、副水仓总容量为1632m3,大于1600m3,满足规范要求。

1.正常涌水量在1000m3/h以下时:根据贵州煤矿地质工程咨询与地质环境监测中心编制的储量核实报告及业主提供的历年矿井实测涌水量情况,采用比拟法估算并结合相邻矿井发耳矿井涌水量(正常涌水量为160m3/h,矿井最大涌水量为590m3/h)资料,预测该矿正常涌水量为200m3/h,矿井最大涌水量为600m3/h。

式中 V—主要水仓的有效容量,m3; Qs—矿井每小时正常涌水量,m3/h。

(五)矿井排水系统能力核定按下式计算: 1.矿井正常涌水量排水能力: 2.矿井最大涌水量排水能力:

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实际小时排水能力,m3/h;

Pm—近5年最大的平均日产吨煤所需排出的最大涌水量,m3/t。以上2种计算结果取其小值为矿井排水系统能力。[1]

第四节 井下排水系统能力核定

一、慨况:

矿井井下水采用一级排水,涌水通过自流或水泵抽至井底中央水泵房,然后由中央水泵房通过副井排至地面。部分涌水(现

33场实测,正常涌水量35 m/h,最大涌水量50 m/h)由水平自流至二区段联络巷水窝,再用水泵抽至二区段截水仓。或自流通过二区段轨道石门水沟进入二区段截水仓,再由截水仓经副井管道排至地面。

由现场实测及水文地质分析,攀枝花煤矿矿井正常涌水量:33200m/h,最大涌水量:600m/h。

二、中央水泵房能力核定

1、概况

中央水泵房主水仓长度151m,容量1027m3;副水仓长度89m,容量605m3,主、副水仓总容量为1632m3。MD280-43×8型(1480rpm)水泵四台(正常涌水量时:一台泵一趟管路工作,二台泵备用,一台泵检修;最大涌水量时:三台泵三趟管路同时工作,一台泵检修)。水泵额定流量340m/h;额定扬程285.6m;配套电机型号为YB500M-4;功率400KW;电压10000V;电流42A;转速1480r/min。由4台矿用隔爆型高压真空电磁起动器启动(PBG-630/10I、AC 10KV,630A).2006年5月18日由贵州煤矿矿用安全产品检验中

#3心检验结果如下:1水泵实测流量262m/h,实测扬程228.1m;#3#2水泵实测流量262m/h,实测扬程228.1m;3水泵实测流量3#3260m/h,实测扬程227.2m;4水泵实测流量262m/h,实测扬程228.2m。综合检验判定合格。

中央水泵房排水管共有三趟,三趟Φ245×7无缝钢管由副井排至地面污水处理站,全长约810米。排水垂度275m(+650~+925)。

1)正常涌水量:Q正=200m3/h;(2014年实际Q正=100m3/h)2)最大涌水量:Q大=600m3/h;(2014年实际Q大=130m3/h)

2、能力核定(1)主仓容量核算

V=1632m>8Qs=8×200=1600m

3式中:V---主水仓的有效容积,m; Qs—矿井每小时正常涌水量,m/h;

满足要求

(2)矿井正常涌水量排水能力

1)所需水泵排水能力:Q正=200×1.2=240m3/h,Q大= 600×1.2=720m3/h;

324小时内涌水量:V1=24×200m³=4000m³

工作水泵20小时抽水量:V2=20×600 An=330×20Bn/10Pn=330×20×(260+262)/10×

440.99=348万t/a 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,m/h;

3取最小的一台水泵的实测排水能力:260m/h; Pn---2005年日产吨煤所需排出的正常涌水量,m/t;

根据去年的实际正常涌水量和原煤产量,取30.99m/t;

(3)矿井最大涌水量排水能力

44Am=330×20Bm/10Pm=330×20×(260+262+262)/10×1.73=299.1万t/a 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小时排水能力,m/h;

3取最小的一台水泵的实测排水能力:260m/h; Pm---2005年日产吨煤所需排出的最大涌水量,m/t;

根据去年的实际正常涌水量和原煤产量,取31.73m/t 三、二区段截水仓能力核定

1、概况

33二区段截水仓正常涌水量:50m/h,最大涌水量:200m/h。

33212水泵房水泵房主仓容积716m,副仓容积436m。配有

3MD155—30×5型水泵3台,其额定流量为155m/h,额定扬程:150m,配套电机型号:YB315S-4,电机电压660V,电机功率:110KW,轴功率:84.42KW,效率η=75%,允许吸上真空高度:6.1m,3单级额定扬程:i=30m。经测定三台泵的实际最小流量为111m/h。

212水泵房排水管共有10″两趟,一趟由21回风上山排至1370大巷水沟,全长750米,一趟由21轨道上山排至1370大巷水沟。全长650米。

2、能力核定

(1)水仓容量核算

V=1152m>8Qs=8×100=800m

3式中:V---水仓的有效容积,m; Qs—矿井每小时正常涌水量,m/h;

满足要求

(2)212水泵房正常涌水量排水能力

An=330×20Bn/10Pn=330×20×111/10×0.58=126.3万t/a 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,m/h;

3取最小的一台水泵的实测排水能力:111m/h; Pn---2005年日产吨煤所需排出的正常涌水量,m/t;

根据去年的实际正常涌水量和原煤产量,取30.58m/t;

(3)212水泵房最大涌水量排水能力

44Am=330×20Bm/10Pm=330×20×(111+111)/10×1.05=139.5万t/a 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小时排水能力,m/h;

3取最小的一台水泵的实测排水能力:111m/h; Pm---2005年日产吨煤所需排出的最大涌水量,m/t;

根据去年的实际正常涌水量和原煤产量,取31.05m/t 结论:矿井排水能力为299.1万t/a。其中,南采区212水泵房排水能力为126.3万t/a。

四、223水泵能力核定

1、概况

33正常涌水量:50m/h,最大涌水量:70m/h。

3223水泵水仓容积416m。配有150D—30×4型水泵2台,3其额定流量为150m/h,额定扬程:122m,配套电机功率:75KW,3单级额定扬程:i=30m。经测定两台泵的实际最小流量为110m/h。

3配有D46—30×4型水泵2台(备用),其额定流量为46m/h,额定扬程:122m,配套电机功率:37KW,单级额定扬程:i=30m。

3经测定两台泵的实际最小流量为38.5m/h。

223水泵房排水管共有6″两趟,全长660米。

2、能力核定

(1)水仓容量核算

V=416m>8Qs=8×50=400m

3式中:V---水仓的有效容积,m; Qs—矿井每小时正常涌水量,m/h;

满足要求(2)223水泵房正常涌水量排水能力

An=330×20Bn/10Pn=330×20×110/10×0.55=132万t/a 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,m/h;

3取最小的一台水泵的实测排水能力:110m/h; Pn---2005年日产吨煤所需排出的正常涌水量,m/t;

根据去年的实际正常涌水量和原煤产量,取30.55m/t;

(3)223水泵房最大涌水量排水能力

44Am=330×20Bm/10Pm=330×20×(110+38.5)/10×0.92=106.5万t/a 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小时排水能力,m/h;

取最小的两台水泵的实测排水能力:(110+38.5)3m/h; Pm---2005年日产吨煤所需排出的最大涌水量,m/t;

根据去年的实际正常涌水量和原煤产量,取31.05m/t

五、1370运输大巷水沟能力核定

1370运输大巷水沟断面尺寸为500mm×500mm,经济流速取1.5-2.2m/s,取1.5m/s。故1370运输大巷水沟排水能力如下: 0.5×0.5×1.5×3600=1350m/h

六、核定结果

生产能力核定报告模版 篇6

关于《煤矿生产能力管理办法》《煤矿生产能力核定标准》修订情况的说明

一、修订的必要性

2006年4月,国家发展改革委、国家安全监管总局、国家煤矿安监局以发改运行〔2006〕819号文件印发《煤矿生产能力管理办法》、《煤矿生产能力核定资质管理办法》和《煤矿生产能力核定标准》以来,煤矿生产能力管理工作取得了积极进展,对全国煤矿安全生产形势持续稳定好转起到了积极促进作用。近年来,随着全国煤炭工业迅速发展,科技进步不断加快,新技术、新工艺、新材料、新装备在煤矿得到广泛应用,煤矿机械化、自动化、信息化、现代化水平大幅提升,煤矿生产力水平发生了很大变化;煤矿安全生产技术标准、规定修订后,能力核定标准不能与之保持一致;冲击地压、瓦斯抽采达标等内容需要纳入生产能力核定标准中;各地和煤矿企业普遍呼吁及时修订煤矿生产能力有关标准办法,以适应煤矿安全生产实际和发展的需要。特别是在党的群众路线教育实践活动中,基层煤炭行业管理、监管部门和煤炭企业突出反映了有关年限、档次不适应当前煤炭产业安全发展的问题。鉴于以上情况,根据领导有关指示精神,从2012年4月份开始,我们与发展改革委经济运行局协商研究,决定对煤矿生产能力管理办法和煤矿生产能力核定标准进行修订完善。

二、修订过程

2012年4月开始组织专家进行修订,形成了初稿;6月份分别在北京和山东召开研讨会,对煤矿生产能力管理办法和核定标准进行了修改;7月组织中煤科工集团和重庆煤科院等单位,起草了瓦斯抽采达标能力的核定标准;9月,经与发展改革委经济运行局沟通协商,形成了征求意见稿;11月,广泛征求各地煤炭行业管理、煤矿安全监管部门、煤矿安全监察机构及煤炭企业的意见,对各地提出的修改意见进行梳理归纳后,再次组织有关专家进行研究讨论,对征求意见稿进行了修改完善。2013年四季度,根据十八届三中全会精神、《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)有关要求,以及群众路线教育实践活动中各地反映强烈的突出问题,又对相关内容再次进行了修改完善,并在重庆、安徽两地对瓦斯抽采环节的能力核定标准进行了验证。委托中煤科工煤科总院对部分冲击地压矿井进行调研,通过数据分析,找出了冲击强度、频次与产量的关系,初步确定了冲击地压矿井核定的安全修正系数KC及取值范围。今年1月7日,召开了国家发展改革委、能源局和部分地方煤炭行业管理部门参加的座谈会,对能力管理办法和核定标准进行了讨论、修改和完善。

三、修订的基本原则

(一)核定标准和要求更加严格。通过生产能力核定进一步规范煤矿生产行为,提高煤矿安全保障能力和装备,促进安全生产。例如:针对高瓦斯和突出矿井,增加了瓦斯抽采能力核定的内容;冲击地压、深井、高温等灾害严重以及单翼走向长度超过5000米的矿井,均新增了安全富余系数,对其能力进行了限制。

(二)鼓励先进,充分发挥市场在资源配置中的决定性作用。根据十八届三中全会提出的关于“使市场在资源配置中起决定性作用”的精神,在《煤矿生产能力管理办法》中规定:对开采技术水平高、安全保障能力强、符合《国办意见》中人员配备、安全质量标准化等有关规定的煤矿,放开年限、档次等限制,据实进行核定。充分发挥市场的作用,通过释放科学产能、安全产能,来挤压落后小煤矿的生存空间,达到鼓励先进、淘汰落后的目的。

(三)落实《国办意见》,鼓励小煤矿机械化改造。《国办意见》中提出“国家鼓励和扶持30万吨/年以下的小煤矿机械化改造,对机械化改造提升的符合产业政策规定的最低规模的产能,按生产能力核定办法予以认可”。但大多数小煤矿资源储量少,机械化改造后,如果能力提高到产业政策要求的规模,则很难满足服务年限的要求,制约了小煤矿机械化改造。为鼓励小煤矿机械化改造,对实施机械改造的煤矿,核定后的服务年限可作为参考依据。

(四)着力解决党的群众路线教育实践活动中基层反映突出的问题。在教育实践活动中,基层煤炭行业管理部门和煤炭企业提出“煤矿项目投产后5年内,不得通过能力核定提高生产能力。生产煤矿通过能力核定提高生产能力后5年内,也不得再次通过能力核定提高生产能力”以及核定档次的限制等规定等于保护了落后,限制了先进,限制了创新,阻碍了产业结构调整和煤炭行业改造升级的需求,有违十八届三中全会精神,与国家简政放权、发挥市场作用、鼓励企业创新发展等要求不符。因此,在修改稿中,提出了其他有关煤矿生产能力核定工作的规定不再执行的条款。

四、主要修改内容

(一)对《煤矿生产能力管理办法》的修改。

1.新增内容:

一是在生产能力核定管理应当遵循的原则中增加了2条,即,鼓励煤矿通过机械化改造提升能力和利益相关单位回避原则。

二是增加了生产能力核定的审查确认依据条款。即第九条:

(一)国家及有关部门颁布的相关法律、法规、规章、标准和规范等;

(二)导致生产能力发生变化的生产系统(环节)的情况、原因及相关证明;

(三)改变采掘生产工艺的原因、技术论证、设计、批准文件、施工及设备采购合同、验收报告等;

(四)煤层赋存条件发生变化的情况、原因和证明文件等;

(五)煤炭资源管理部门出具的资源储量报告及批复文件;

(六)主要设备技术规格、说明书和鉴定报告等;

(七)其他说明文件和材料。

三是增设了不得核增生产能力的条件(第七条),即:(一)连续两年发生安全生产事故或近两年内发生较大及以上安全生产事故的;(二)安全保障能力建设达不到要求的;(三)重大灾害治理措施不完善的;(四)生产技术、工艺、装备和生产布局不符合国家有关规定的。

四是补充了进行能力核定的六种情形:实施机械化改造;矿井发生较大以上安全生产事故的(通过核定检验矿井生产能力是否符合实际,但不得核增能力);矿井出现重大安全隐患;出现煤与瓦斯突出现象、鉴定为高瓦斯矿井、冲击地压矿井、采深突破1000米等。(第六条)

五是增设了超能力生产界定标准(第十九条),即:原煤产量不得超过生产能力,月度原煤产量不得超过月计划的10%;无月度计划的,月产量不得超过生产能力1/12。要求做到均衡生产,合理生产。六是增设了生产能力核定年报制度(第二十条),即:各产煤省、自治区、直辖市煤炭行业管理部门,每年12月15日前将辖区所有煤矿(含中央企业所属煤矿)生产能力情况汇总后报国家煤矿安全监察局。七是增设了有关部门对煤矿生产能力公告制度。即:国家煤矿安监局在政府网站公告全国煤矿生产能力情况;各产煤省负责煤矿生产能力核定的部门按照管理权限及时公告重新进行能力核定的煤矿的生产能力。八是增设了煤矿自身对生产能力公示制度。煤矿应在显著位置公示本煤矿生产能力和、月度生产计划,接受社会监督。

九是明确:“第十条 煤矿应当在生产能力发生变化后90日内,委托具备资质的生产能力核定单位进行核定。”“第三十二条 本办法自发布之日起执行。其他有关煤矿生产能力核定工作的规定不再执行”。

2.强调内容:

规定了对核定资质单位的处罚,要求能力核定报告必须由主要负责人(法人代表)签字,一旦发现弄虚作假,立即取消资质,相关人员不得再参与能力核定工作,造成严重后果的,要承担相应责任,防止中介机构弄虚作假。核定人员要熟悉煤矿灾害防治和核定方法、标准。

3.删除内容:

删除了有关设计生产能力的内容,在规定上防止与煤炭建设项目有关要求不一致,在职责上避免与国家能源局重叠、交叉。

(二)对《煤矿生产能力核定标准》的修改。

1.增加的内容

一是根据《防治煤与瓦斯突出规定》、《煤矿瓦斯抽采达标暂行规定》等,增加了瓦斯抽采达标生产能力核定章节(第九章)。煤矿瓦斯抽采达标生产能力核定按矿井瓦斯抽采系统能力、矿井实际瓦斯抽采量、矿井满足防突要求的预抽瓦斯量、矿井瓦斯抽采率分别核定,煤矿瓦斯抽采达标生产能力取上述核定结果最小值。

二是增加了对冲击地压煤矿的核定要求。冲击地压矿井必须建立防冲责任体系,有防冲专职队伍,建立健全矿井和采掘工作面预测预报系统,具有完备的防治机具,安装具有吸能防冲功能的超前液压支架,配备职工个体防护用具,开展防冲研究,制定防冲规划并组织实施。

三是对灾害严重的矿井产能予以限制。水文地质条件极复杂、矿井开采深度超过1000m或水平距离单翼超过5000m的煤矿,在核定矿井生产能力时取安全生产系数0.95;冲击地压矿井安全保障修正系数Kc按照冲击强度、频次和产量取0.70-0.95。

2.调整的内容:

一是修改完善了通风系统生产能力核定的内容(第八章),使其与《煤矿通风能力核定标准》(AQ1056-2008)等规定一致。

二是拉大了划分档次(第五条)。提出两种档次划分方案。

方案1:30万t/a以下矿井按标准设计档次划分;30万t/a至120万t/a矿井以5万t为档次;120万t/a至600万t/a矿井以10万t为档次;600万t/a至1000万t/a矿井以50万t为一档次;1000万t/a以上矿井以100万t为一档次;露天煤矿以100万t为一档次。方案2:按标准设计档次划分,600万t/a以上矿井及露天矿以100万t为一档次。

三是除对“三个煤量”提出要求外,对抽采达标煤量也提出要求。

四是对采掘机电运输等系统部分做了适当修改完善。井下运输间隔时间增大了一倍。

五是排水能力核定中,吨煤涌水量取值,由“上一平均日产吨煤所需排出的(最大)涌水量,m3/t。”改为“近五年最大的平均日产吨煤所需排出的(最大)涌水量,m3/t。”以客观反映真实情况。

3.删除的内容:

一是删除了以“前3年矿井年平均采掘能力作为矿井采掘工作面核定生产能力”的水平核定方法,防止采煤工作面超能力生产;

二是删除了通风能力核定中“总体核算法”,只保留由里向外核算法。防止超通风能力组织生产。

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