生产能力核定报告书
目 录
前 言........................................................................................................................ 3
1 概述............................................................................................................................ 3
1.1生产能力核定必备条件................................................................................... 3
1.2煤矿生产能力核定工作的简述....................................................................... 4
1.3 煤矿生产能力核定的主要依据...................................................................... 4
1.4 核定主要系统环节及结果.............................................................................. 5
1.5 最终确定矿井核定生产能力.......................................................................... 5
2 煤矿基本情况............................................................................................................ 5
2.1 自然属性.......................................................................................................... 5
2.2 矿井建设情况.................................................................................................. 8
2.3 煤矿生产现状.................................................................................................. 8
3 煤矿生产能力核查计算.......................................................................................... 10
3.1 矿井资源/储量核查 ...................................................................................... 10
3.2 提升系统生产能力核定................................................................................ 11
3.3副井提升能力核定......................................................................................... 12
3.4井下排水系统能力核定................................................................................. 13
3.5 供电系统生产能力核定................................................................................ 15
3.6 井下运输系统能力核定................................................................................ 17
3.7 采掘工作面生产能力核定............................................................................ 19
3.8通风系统能力核定......................................................................................... 22
3.9 地面生产系统能力核定................................................................................ 29
3.10压风、灭尘、通信等系统核查情况........................................................... 31
3.11矿井安全程度，监测、监控等安全设施核查情况 . .................................. 32
4煤矿生产能力核定结果........................................................................................... 33
4.1 矿井各环节能力核定结果分析.................................................................... 33
4.2 煤矿资源储量保障程度分析........................................................................ 33
4.3 煤矿生产能力核定结果................................................................................ 33
4.4 导致煤矿生产能力变化的因素.................................................................... 33
5 问题及建议.............................................................................................................. 34
5.1 各生产能力存在的主要问题........................................................................ 34
5.2 建议采取的整改措施.................................................................................... 34 附件：
1、煤矿生产能力核定表
2、生产能力核定委托书（原件）
3、煤矿承诺书（原件）
4、XX 煤炭局关于XX 煤矿技术改造初步设计的批复（XX 煤局发〔2005〕306号）；
5、XX 煤炭局关于XX 煤矿改扩建初步设计（修改）的批复（XX 煤局发〔2008〕158号）；
6、《竣工改造项目意见书〉的通知》（鄂煤局发[2009]19号）；
7、《煤炭资源储量核实报告》矿产资源储量评审备案证明（内国土资储备字
[2006]146号）；
8、《关于2009年瓦斯等级鉴定报告的批复》（内煤局字［2009］603号）；
9、主井提升设备检测检验报告（复印件）
10、主要通风机检测检验报告（复印件）
11、水排水泵检测检验报告（复印件）
12、安全质量标准化荣誉证书（或批复文件）（复印件）
13、煤矿安全评价结论意见
附图：1）井上下对照图
2）采掘工程平面图
3）通风系统图
4）供电系统图
5）工业广场总平面布置图
前 言
煤矿生产能力核定标志着一个独立完整的煤炭生产系统正常的产出水平，是反映煤矿技术经济特征的基本指标。科学合理地核定煤矿生产能力，是加强煤矿生产能力管理的基础，是指导煤矿科学组织生产的重要依据。根据国家发展和改革委员会、国家安全生产监督管理总局和国家煤矿安全监察局颁发的《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》发改运行[2006] 819号文的通知精神，受内蒙古伊泰集团有限公司委托，煤炭科学研究总院对内蒙古伊泰集团有限公司白家梁煤矿进行矿井生产能力核定工作。
本次矿井生产能力核查和核定的主要内容是：
核定（核查）提升系统、井下排水系统、供电系统、井下运输系统、采掘工作面、通风系统、地面生产系统七个主要生产系统的能力；煤炭资源保障程度和服务年限为限定条件；矿井压风、灭尘、通讯、监测、监控等系统能力和地面运输能力等作为参考依据，其能力应当满足煤矿核定生产能力需要；以煤矿最簿弱的生产系统能力确定矿井综合生产能力。核定的办法是遵照国家发展改革委、安全监管总局、煤矿安监局颁发的《煤矿生产能力核定标准》；按照《煤矿生产能力核定与管理指南》的要求，通过实地测定、现场核查、统计分析、科学计算，实事求是地对煤矿各主要生产系统能力进行了认真地核定核查。
在煤矿生产能力核定过程中，核查人员严格按照《煤矿生产能力核定与管理指南》的要求进行核查、核定，XX 给予了积极配合，在此表示感谢！
一、概述
1.1生产能力核定必备条件
通过现场实地核查，该矿井“三证一照”（采矿许可证、煤炭生产许可证、安全生产许可证和营业执照）齐全；有健全的生产、技术、安全管理机构及必备的专业技术人员；有完善的生产、技术、安全管理制度；矿井主井提升、副井提升、井下排水、供电、井下运输、采掘工作面、通风、地面生产各生产、压风、消防洒水、通信、安全监控系统运行正常，具备生产能力核定条件。
1.2煤矿生产能力核定工作的简述
受内蒙古 XX 集团有限公司委托，煤炭科学研究总院组织专业组对XX 煤矿进行生产能力核定，于2010年3月8日~2010年3月15日对该矿进行现场调查和资料核实。核查人员按照《煤矿生产能力核定标准》，通过现场实地测定，查验相关资料，统计分析，科学计算，对煤矿各主要生产系统能力进行了能力核定。
1.3 煤矿生产能力核定的主要依据
1）《中华人民共和国煤炭法》 （1996年12月1日）
2）《中华人民共和国矿产资源法》 （1996年8月）
3）《关于修改〈中华人民共和国矿产资源法〉的决定》 （1997年1月1日）
4）《中华人民共和国安全生产法》 （2002年11月1日）
5）《中华人民共和国矿山安全法》 （1993年5月1 日）
6）《煤炭工业矿井设计规范》 （GB50215-2005）
7）《煤矿安全规程》 （2009版）
8）国家发展和改革委员会、国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局颁发的《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》（发改运行[2006]819号）
9）关于开展全国煤矿生产能力复核工作的通知（发改运行[2006]1019号）
10）关于规范煤矿生产能力核定和严格控制超核定能力生产的紧急通知 （发改运行[2005]1091号）
11）国家发改委关于印发煤矿生产能力核定的若干规定的通知（发改运行
[2004]2544号）
12）国家安全监管总局、国家煤矿安全监察局、发改委《关于印发煤矿通风能力核定办法（试行）》的通知（安监总煤字[2005]42号）
13）国家发展改革委员会、中国煤炭工业协会联合编写《煤矿生产能力核定与管理指南》（2006年7月）
14）国务院安全监管总局、国家煤矿安监局关于发布《禁止井工煤矿使用设备及工艺目录（第一批、第二批）》的通知
（安监总规划[2006]146号）
（安监总规划 [2008]49号）
15）《煤矿建设项目安全设施设计审查和竣工验收规范》（AQ1055-2008）
16）《煤矿通风能力核定标准》（AQ1056-2008）
17）其他相关的法律、法规及标准
1.4 核定主要系统环节及结果
（1）提升系统能力核定：237万t/a
（2）井下排水系统能力核定：304万t/a
（3）供电系统能力核定：210万t/a
（4）井下运输系统能力核定：237万t/a
（5）采掘工作面生产系统能力核定：201万t/a
（6）通风系统能力核定：262万t/a
（7）地面生产系统能力核定：237万t/a
1.5 最终确定矿井核定生产能力
经对矿井各系统能力比较，取最小系统能力为矿井核定生产能力，因采掘工作面生产系统能力最低为200万t/a，最终核定的矿井生产能力为200万t/a。
二、 煤矿基本情况
2.1 自然属性
2.1.1企业性质、隶属关系、地理位置、地形地貌及交通和通信
矿井名称：
地 址：
企业性质：
隶属关系：
法人代表姓名：
矿长姓名：
技术负责人姓名：
企业经营证照
①采矿许可证：
②煤炭生产许可证
③安全生产许可证：
④营业执照：
地理位置：具体位置在纳林陶亥镇西南的奎洞沟、蔓茎沟以南、鲁家梁以北一带。其地理坐标为：
东经： ；北纬 。
交通状况：
通信状况：
2.1.2井田、拐点坐标、面积
矿区范围由11个拐点坐标圈定，矿区面积为6.4849km 2，开采深度由1308～1242m 。
表2-1 煤矿矿区范围拐点坐标
2.1.3井田地质情况
井田位于 煤田的东南部，地表大部分被第四系风积砂覆盖，只在井田的东部延安组地层出露较多，根据钻孔揭露和地质填图成果，地层由老至新有：上三叠统延长组（T 3y ），中下侏罗统延安组（J 1-2y ），第四系（Q ）。
地质构造： 煤矿位于 煤田东南部，基本构造形态与 煤田一致，为一向北西倾斜的单斜构造，倾角1～3°，区内无断层及较大的褶皱，亦岩浆岩侵入，地质构造简单。
2.1.4含煤地层特征及主要可采煤层情况
1）井田含煤地层特征及含煤性：
含煤地层为侏罗系中下统延安组（J 1-2y ），根据其岩性组合及沉积旋回特征，将其划分为五个岩段。现分述如下：
（1）含煤地层：
①一岩段（J 1-2y 1）：由延安组底界至4-1煤层顶板砂岩底界。厚度0.90～30.50m 。岩性主要为灰色、深灰色粉砂质泥岩、泥岩夹灰白色砂岩，含4煤组一层煤，可采区在矿区西部的ZK3103号钻孔一带，在矿区内不可采。
②二岩段（J 1-2y 2）：位于延安组中、下部。该岩段界线从4-1煤层顶板砂岩底界到5-1煤层顶板砂岩底界。厚度0～29.48m ，平均20.74m 。岩性主要由灰黑色泥质粉砂岩、泥岩，灰色粉砂岩夹灰白色中、细砂岩，含5煤组1～2层煤。在矿区内和周边均不可采。
③三岩段（J 1-2y 3）：位于延安组中部，该岩段界线从5-1煤层顶板砂岩底界到4-2煤组顶板砂岩底界。厚度0～36.24m ，平均23.12m 。岩性以灰白色细～粗粒砂岩为主，夹深灰色粉砂质泥岩，砂岩成分以石英为主、长石次之，含岩屑及大量植物化石碎片。含4煤组1～3层煤，其中4-2煤层为全矿区大部可采煤层，4煤组的其它煤层均不可采。
④四岩段（J 1-2y 4）：位于延安组中、上部，该岩段界线从4-2煤层顶板砂岩底界到3-1煤组顶板砂岩底界。厚度0～45.13m ，平均28.13m 。该段下部岩性为灰白色砂岩夹灰色粉砂岩、砂质泥岩，上部为深灰色泥岩、泥质粉砂岩，含3煤组1-2层煤，其中3-2煤层在矿区南部的ZK1502号钻孔一带可采，在矿区内不可采，3煤组的其它煤层均不可采。
⑤五岩段（J 1—2y 5）：位于延安组上部，该岩段界线从3-1煤层顶板砂岩底界到延安组顶界。厚度0～38.30m ，平均10.75m 。该段下部岩性为灰色泥质粉砂岩、砂质泥岩与泥岩互层，上部灰白色砂岩砂岩为主，具大型交错层理。含Ⅱ煤组，在矿区内及周边均不可采。
2）含煤性
综上所述，矿区含煤地层为侏罗系中下统延安组（J 1-2y ），含煤地层总厚度为101.50～170.52m ，平均134.86m 。矿区内共含煤5个煤组，含煤5～9层，煤层总厚4.16～6.21m ，平均4.85m ，含煤系数3.6%，其中含可采煤层1～2层，
可采煤层总厚2.12～4.17m ，平均3.55m ，可采含煤系数2.6%。
2）主要可采煤层情况、煤层赋存条件、煤层层数、厚度、煤质、煤种
主要可采煤层层数：1层（4-2）
可采煤层平均厚度：3.2m
煤层稳定情况：较稳定
煤层结构：简单
煤质工业牌号：不粘煤（BN 31）为主，次为长焰煤（CY 41）
原煤灰份平均37.24%，水分9.49%，发热量27.51 MJ/kg，硫份0.46%。
2.1.5水文地质及工程地质特征
水文地质类型：本区水文地质类型为二类一型
含水层类型：孔隙～裂隙充水矿床，水文地质条件简单～中等的矿床。 初步设计预测矿井正常涌水量为20m 3/h，最大涌水量为30m 3/h。
矿区工程地质类型为第一类第二型，即层状岩类、工程地质条件中等类型。
2.2 矿井建设情况
设计由内蒙古自治区煤矿设计研究院于2006年编制，设计能力30万t/a。 2005年12月9日，矿井立项，由鄂尔多斯市煤炭局批复。建设期为9.9个月，于2008年初开始试生产，当年投产，当年达产，设计生产能力 30万吨/年，原批准核定生产能力为30万吨/年。
项目建设于2007年1月开工，2008年3月竣工，2008年3月开始进行联合试运转。矿井采用平硐-立井混合开拓方式，走向长壁综合机械化采煤方法，胶带输送机运输。2008年9月16日通过了内蒙古煤矿安全监察局的安全设施及条件的验收，2008年11月25日通过了鄂尔多斯市煤炭工业局的竣工验收。
2.3 煤矿生产现状
2.3.1矿井开拓与开采
煤矿矿井采用平硐-立井混合开拓方式，主井筒、副井筒为平硐，回风井为立井。矿井采用单水平开采即：4-2煤层，采煤工作面采用走向长壁综合机械化采煤法，全部垮落法管理顶板，工作面后退式回采。掘进方式采用综合机械化掘进。
2.3.2主要生产系统
1）提升运输系统：主平硐，倾角4°，斜长为63m ，断面为直墙半圆拱，净断面为6.72 m2，采用200mm 厚混凝土砌碹支护，担负矿井的运煤任务，兼做进风和行人安全出口。副平硐，倾角6°，斜长为76 m ；断面为半圆拱形，净断面为6.72 m 2，净高2.7m ，采用200mm 厚混凝土砌碹支护。担负矿井的辅助运输任务，兼做进风和行人安全出口。回风立井筒，净断面积7.07 m2，直径为3m ，表土段支护采用500mm 厚混凝土砌碹支护，基岩段采用300mm 厚混凝土砌碹支护，担负矿井的回风兼做矿井的安全出口。
2）主运输方式及设备：主运输大巷选用胶带输送机运输，设备选用DTL100/2×110型带式输送机，电动机型号YB2-315S-4型，功率N=2×110kW ，减速器型号DCY355-25型。顺槽选用DSJ100/40/2×110型胶带运输机。
3）辅助运输方式及设备：现有2台WCQ-3B 型防爆无轨胶轮车运输。
4）矿井通风系统
矿井通风方式：中央分列抽出式机械通风
主扇型号：FBCDZ-6-№18 功率：2×75kW
额定风量：2412-3352 m3/min 风压：587.27 Pa
备用主扇型号：与主扇相同。
局部通风：使用2×11kW 局部扇风机。
5）矿井供电系统
矿井两回路电源线路一回路引至纳林塔110kV 变电站10kV 侧，912专线，架空线型号LGJ-185，供电距离3.2km ；另一回路引自淖尔濠35kV 变电站10kV 侧，911专线，架空线型号LGJ-185，供电距离3.5km 。矿井工业广场建一座10kV 厢式变电站，不设主变压器，S 9-M-400/10/0.4kV变压器1台，S 9-M-250/10/0.4kV变压器1台，供地面低压动力及工业广场，10kV 与380v 均单母线分段接线。安装XGN-10型矿用一般型高压开关柜18台，GGD-380型低压配电屏7台。
入井电缆规格：入井电缆MYJV 22-10kV-3×70mm 2。
6）矿井排水系统
主、副水仓总容积：340m 3
主水泵型号：MD46-30×3 功率：22 kW
备用水泵型号：MD46-30×3 功率：22 kW
检修水泵：MD46-30×3 功率：22 kW
排水能力：46m 3/h
排水管路：直径104mm 材质：无缝钢管 长度：480m
备用管路：直径104mm 材质：无缝钢管 长度：480m
2.3.3矿井现主要生产煤层
矿井现主要生产煤层为4-2煤层，目前有一个采区，一个回采工作面1408工作面及两个掘进工作面1416集中运输巷和1406回撤通道。
2.3.4最近几年煤炭产量及回收率情况
2007年生产37 万吨、2008年生产140 万吨、2009年生产153万吨。矿井资源回收率为80%以上。
2.3.5今后的生产接续安排
工作面接替情况见表2-1。
表2-1 煤矿2010~2012采煤工作面接替表
三、煤矿生产能力核查计算
3.1 矿井资源/储量核查
3.1.1 资源/储量核查的内容和条件
1）有依法划归其的井田范围及煤炭资源储量；
2）有关于《 煤炭资源储量核实报告》矿产资源储量评审备案证明（内国土资储备字[2006]146号）；
3）安全煤柱留设符合要求；
4）工作面采煤为综合机械化开采工艺；
5）未发现越界开采现象。
3.1.2 资源储量估算截止日期、选取的主要工业参数及工业指标
截止日期：2009年12月31日；
累计探明资源储量：2046万吨；
保有资源储量：1113万吨；
剩余可采资源储量：547万吨；
3.1.3 剩余服务年限计算
截止2009年底该矿井保有资源储量1113万吨，剩余可采储量547万吨。按照矿井本次核定生产能力200万吨/年计算，剩余服务年限2.1年。 A=547G ==2.1a k x ⋅A 1.3⨯200
式中：a —煤矿服务年限，a ；
G —煤矿核定能力时剩余可采储量547万吨；
A —本次核定矿井生产能力200万吨；
k x —储量备用系数取1.3。
（见附表中：核井05-1表、05-2表）
3.1.5 核查初步意见
1）矿井剩余可采资源储量为547万吨（保有资源储量1113万吨），矿井采区资源回收率为80%。
2）矿井采用倾斜长壁大采高采煤法，工作面后退回采，综合机械化采煤工艺，符合要求。
3）矿井剩余服务年限2.1a 。
3.2 提升系统生产能力核定
3.2.1概述
主井井筒胶带输送机选用安徽扬帆机电设备制造有限公司生产的DT Ⅱ型带式输送机，配备由南阳防爆集团有限公司生产的电动机型号为Y280S-4，功率N=75kW。水平机长240m ，带宽B=1000mm，运输量Q=400t/h，带速2.5m/s，驱动功率75kW 。
2009年9月24日由内蒙古安科安全生产检测检验有限公司对主井胶带运输机进行了检验，该检验单位具有国家具备国家规定的资质，并以编号为内安C/DSSJ09/K-0294出具检验报告，检验结果为合格。
3.2.2 核定提升系统能力必备条件
1）提升系统设备、设施配套完整，符合有关规程规范要求，经内蒙古安科安全生产检测检验有限公司检验合格；
2）提升系统保护装置完善、运转正常；
3）提升系统技术档案齐全，各种运行、维护、检查、事故记录完备。
3.2.3 提升系统能力核定计算过程及结果
主斜井为钢绳芯胶带输送机，计算公式为 400⨯1.02⨯2.5⨯0.9⨯0.97⨯18k ⋅B 2⋅V ⋅r ⋅C ⋅t A=330=432万t/a 104⨯1.2104⋅k 1
式中：A —输送机能力，万t/a；
B —输送机带宽，B=1m；
k —输送机负载断面系数k ，取400；
v —输送机带速，v=2.5m/s；
r —松散煤容积重r ，取0.9t/m3；
t —日提升时间t ，取18h ；
C —输送机倾角系数C ，取0.97；
k 1—运输不均匀系数，取1.2；
按运输量计算，则为：
A=330⋅t ⋅Q =330×18×400=237.6万t/a
式中：A —输送机能力，万t/a；
t —日提升时间t ，取18h ；
Q —胶带机小时运输能力，t/h。
3.2.4按《煤矿生产能力核定表》规定核定提升系统能力为237万t/a
（见附表中：核井06表）
3.3副井提升能力核定
3.3.1概述
副井提升方式为防爆无轨胶轮车提升，主要担负人员、材料、设备、掘进矸石的运输。
WCQ-3B 型人车一辆，WCQ-3B 型材料车两辆。担负全矿井材料、矸石、
小型设备和人员的运输；大型设备运输，由集团公司统一调配。
3.3.2 计算过程和结果
由于采用防爆无轨胶轮车辅助提升和运输，副井提升系统能力与辅助运输系统能力相同，见辅助运输系统能力核定章节。
3.4井下排水系统能力核定
3.4.1 概述
矿井主水仓容积180m 3，副水仓容积160m 3。安装三台由上海凯泉泵业（集团）有限公司生产的MD46-30×3水泵，功率：22 kW 。排水能力为46m 3/h，在主平硐布置两趟直径104mm 的排水无缝钢管长度480m 。
正常涌水量为20m 3/h，最大涌水量为30m 3/h。
2009年9月24日由内蒙古矿山安全与职业危害监测检验中心对该矿的三台排水泵进行了检验，该检验单位具有国家具备国家规定的资质，并以编号为内安C/PSXT09/K-0597、内安C/PSXT09/K-0598和内安C/PSXT09/K-0599分别出具了三台水泵的检验报告，检验结果为合格。
3.4.2 核定排水系统能力必备条件
1）井下排水系统完善，记录齐全；
2）有防治水措施；
3）各类管理制度、维护检查记录齐全；
4）主排水泵经内蒙古安科安全生产检测检验有限公司检验合格。
3.4.3 排水能力核定计算过程及结果
1）分别计算排矿井正常涌水量和排矿井实际最大涌水量的生产能力
（1）矿井正常涌水量时的排水能力
A s =330⨯20B s 330⨯20⨯46==304万t/a 4410⋅P s 10⨯0.1
式中：B s —工作泵的小时排水量46m 3/h；
P s —为上年度日产吨煤所需排出的涌水量0.1m 3/h；
P s = Q s ⨯24⨯33020⨯24⨯330==0.1m3/h 4410⨯15310⨯153
式中： Q s —正常涌水量20m 3/h；
上年度产量153万t/a。
（2）矿井实际最大涌水量时的排水能力 Am =330⨯20B m 330⨯20⨯92==392万t/a 104⋅P m 104⨯0.15
式中：B m —工作泵加备用泵的小时排水量，B m =92m3/h；
P m —为上年度日产吨煤所需排出的最大涌水量0.155m 3/h；
P m =Q m ⨯24⨯33030⨯24⨯3303==0.155m/h 104⨯153104⨯153
式中： Q m —最大涌水量30m 3/h；
上年度产量153万t/a。
2）计算结果
（1）按矿井正常涌水量生产能力：按矿井正常涌水量（20m 3/h）能力核定：304万t/a；
（2）按矿井实际最大涌水量的生产能力：按矿井最大涌水量（30m 3/h）能力核定：392万t/a；
（3）矿井排水系统能力：按《煤矿生产能力核定表》规定核定矿井排水系统能力为304万t/a。
（见附表中：核井07表）
3）校验水泵能否在20h 内排出24h 的正常用水量和最大用水量以及水仓容量校验
（1）正常涌水时工作泵20h 排水量：46×20=920m3，矿井24h 正常涌水量：20×24=480m3＜920m 3。
最大涌水时工作泵和备用泵20h 排水量：92×20=1840m3，矿井24h 最大涌水量：30×24=720m3＜1840m 3。
计算说明：矿井排水系统满足正常涌水量和最大涌水量的能力要求，符合《煤矿安全规程》的有关规定。
（2）由于矿井实际正常涌水量为20m 3/h＜340m 3/h，因此水仓容量应符合V≥8Qn 要求（Q n 为矿井正常涌水量）。
8×Q n =8×20=160m3，而水仓容量为340m 3＞160 m3，符合《煤矿安全规程》的有关规定。
3.5 供电系统生产能力核定
3.5.1 概述
1）矿井供电线路情况（回路、规格、长度）
矿井两回路电源线路一回路引至纳林塔110kv 变电站10kv 侧，912专线，架空线型号LGJ-185，供电距离3.2km ；另一回路引自淖尔濠35kV 变电站10kv 侧，911专线，架空线型号LGJ-185，供电距离3.5km 。矿井工业广场建一座10kv 厢式变电站，不设主变压器，S 9-M-400/10/0.4kv变压器1台，S 9-M-250/10/0.4kv变压器1台，供地面低压动力及工业广场，10kv 与380v 均单母线分段接线。安装XGN-10型矿用一般型高压开关柜18台，GGD-380型低压配电屏7台。
2）矿井主变压器及设备容量情况
矿井变压器容量及台数：5815kV A ；
矿井设备装机总容量：4524kw ；
矿井实际运行设备总容量：3500kw ；
井下实际运行设备总容量：2930kw ；
矿井综合电耗：7.49kwh/t
3）下井电缆规格、回路数
矿井入井电缆MYJV 22-10kv-3×70mm 2，电压10kv ，长度为560m ，双回路供电。
3.5.2 核定供电系统能力必备条件
1）供电系统合理，设备、设施及保护装置完善，技术性能符合规定，系统运行正常；
2）供电系统技术档案齐全，各种运行、维护、检查、事故记录完备，管理维护制度健全；
3）矿井已形成双回路供电。
3.5.3矿井供电能力核定计算过程、结果及校验
1）供电线路能力计算及校验（包括计算公式、参数选取及计算过程）
（1）安全载流量校核
全矿计算电流I ==224.5A
线路LGJ-185，25°C 时515A ，考虑环境温度40°C 时校正系数0.81，
则I X =515×0.81=417.2A I X =417.2A>I=224.5A
经校验电源线路载流量符合要求。
（2）下井电缆安全载流量校核
计算负荷电流：I j
=211.3A 下井电缆MYJV 22-10kv-3×70mm 2 两回，每回载流量215A ，则两回允许载流量I x =2×215=430A，当一回故障停止送电，另一回允许载流量215A
MYJV 22-10kv-3×70mm 2电缆载流量215A>Ij =211.3A
经校验下井电缆载流量符合要求。
（3）10kv 供电线路总电压降校核
LGJ-185线路单位负荷矩时电压损失百分数
当cos ϕ=0.9时为0.354%/Mw.km，矿井负荷为：3.5Mw ，线路全长：一回3.2km ，另一回3.5km 。
则电源线路电压降为：△U 1%=3.5×3.2×0.354%=3.96%
△U 2%=3.5×3.5×0.354%=4.34%
MYJV 22-10kv-3×70mm 2电缆单位负荷矩时电压损失百分数
当cos ϕ=0.8时为0.36%/Mw.km，井下负荷为：2930kw ，线路全长：0.56km 。 则下井电缆电压降为：△U 3%=2.93×0.56×0.36%=0.59%
10kv 线路总电压降为：△U%=△U 2%+△U 3%=4.34%+0.59%=4.93%
经校验10kv 供电线路总电压降符合要求
（4）线路合理、允许的供电容量及矿井吨煤综合电耗
上年度产量153万t/a；上年度实际总用电量1145.9万kwh 。
当架空线路允许载流量为417时，线路允许供电容量
417×10×0.9=6500kW P =当电缆线路允许载流量为215时，线路允许供电容量
215×10×0.8=2979kW P =当线路压降为5%时，
5%5%P 1==4.413Mw P 2==4.03Mw 0.354%⨯3.20.354%⨯3.5
则允许供电容量取P=2.979Mw
矿井综合吨煤电耗W=1145.9=7.49kwh/t 153
（5）电源线路的折算能力
A =330⨯16P 2979=330⨯16=210.2万t/a 104⋅W 104⨯7.49
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2.979Mw ；
W —矿井吨煤综合电耗7.49kwh/t。
2）变压器供电能力计算（包括计算公式、参数选取及计算过程）
A =330⨯16S ⋅ψ5815⨯0.9=330⨯16=368.9万t/a 4410W 10⨯7.49
式中：A —变压器的折算能力，万t/a；
S —工作变压器容量5815kvA;
Ψ—全矿井功率因数，取0.9；
W —矿井吨煤综合电耗7.49kwh/t。
3）矿井供电系统能力确定
按电源线路折算能力为210.2万t/a；按主变压器容量折算能力为368.9万t/a；按《煤矿生产能力核定标准》规定核定矿井供电系统能力为210万t/a。 （见附表中：核井08表）
3.6 井下运输系统能力核定
3.6.1 概述
矿井采用主副平硐、立井回风单水平开拓，工作面原煤经皮带运输至地面，辅助运输采用防爆无轨胶轮车。主运大巷装备三部DTL100/2×110型带式输送机，带宽B=1000mm，带速2.5m/s，运输量Q=400t/h，驱动功率N=110kW。主运顺槽安设DSJ100/40/2×110型胶带机，带宽B=1000mm，运输量Q=400t/h。
井下辅助运输为WCQ-3B 型防爆无轨胶轮车。
3.6.2 核定井下运输系统能力必备条件
1）井下运输系统完善，保护齐全，运转正常；
2）各种行车、调度信号设施齐全，安全标志齐全、醒目，大巷照明符合规定。
3）井下采用无轨胶轮车运输，设备为防爆型。
3.6.3 井下运输系统能力核定计算过程及结果
1）主运大巷胶带机运输能力
400⨯1.02⨯2.5⨯0.9⨯0.97⨯18k ⋅B 2⋅V ⋅r ⋅C ⋅t =330=471万t/a Α=330104⨯1.1104⋅k 1
式中：A —输送机能力
B —输送机带宽，B=1m。
k —输送机负载断面系数k ，取400
V —输送机带速，V=2.5m/s
r —松散煤容积重r ，取0.9t/m3
t —日提升时间t ，取18h
C —输送机倾角系数C ，取0.97
k 1—运输不均匀系数，取1.1
按运输量计算，则为：
A=330⋅t ⋅Q =330×18×400=237.6万t/a
式中：A —输送机能力，万t/a；
t —日提升时间t ，取18h ；
Q —胶带机小时运输能力，t/h。
2）顺槽皮带运输能力
400⨯1.02⨯2.5⨯0.9⨯0.97⨯18k ⋅B 2⋅V ⋅r ⋅C ⋅t =330=471万t/a Α=3304410⨯1.110⋅k 1
式中：A —胶带机运输能力，万t/a；
B —输送机带宽，B=1m；
k —输送机负载断面系数k ，取400；
v —输送机带速，v=2.5m/s；
r —松散煤容积重r ，取0.9t/m3；
t —日提升时间t ，取18h ；
C —输送机倾角系数C ，取1 ；
k 1—运输不均匀系数，取1.1；
按运输量计算，则为：
A=330⋅t ⋅Q =330×18×400=237.6万t/a
式中：A —输送机能力，万t/a；
t —日提升时间t ，取18h ；
Q —胶带机小时运输能力，t/h。
2）根据井下辅助运输现状，使用无轨胶轮车运输核定井下运输能力
A=330×3k X ×5⨯3600-t R -D ⨯t Q R M 104(⋅t G +⋅t C ) P G P C
=330×3×0.5×5⨯3600-60-5⨯60=1091万t/a 0.08410⨯⨯303
式中：A —辅助运输核定能力，万t/a；
M —吨煤用材料比重，M=8%；
P C —每次用材料重量，3t/次；
t C —运材料车间隔时间，取30s ；
D —每班运其他材料次数，取5次/班；
t Q —运其他材料车间隔时间，取60s ；
t R —每班人员进出井车辆间和与其他车辆间隔时间总和，取60s ；
R —矸石占原煤产量的比重，%（无岩巷掘进，不运矸石）；
P G —每次运矸石重量，t/次；
t G —运矸石车间隔时间，（无岩巷掘进，不运矸石）；
k X —运输线路系数，单线时为0.5；
3）根据皮带运输环节能力确定井下运输系统核定能力237万t/a
（见附表中：核井09－1表、核井09－2表）
3.7 采掘工作面生产能力核定
3.7.1 概述
1） 矿井现主要生产采区及接续采区情况
矿井主要生产采区一个，即：一个4-2 盘区，无接续盘区。
2）采掘队个数及生产地点的接续安排
矿井采煤布置一个采区4-2盘区，一个回采工作面编号为1408工作面和一个接续工作面编号为1406工作面，两个掘进队1416 集中运输工作面和1406 回撤通道工作面。
3） 采煤方法
采煤工作面采用走向长壁综合机械化采煤法。
4） 采掘工艺及采掘机械化装备情况
采煤工艺为综合机械化采煤，回采工作面前进布置，后退式开采，全部垮落法管理顶板。其装备情况：工作面采用MG300/730-GWD采煤机落煤，功率730W ，采高2.1-4.1m ，截深0.63m ，滚筒直径φ1.8m ，牵引速度0~8.7m/min，ZY6800/17/35型两柱掩护式液压支架支护顶板，端头支架型号为 ZYG7000/17/35液压支架 ，工作面运输机型号为SGZ-764/320中双链运输机，顺槽转载机型号为SZZ764/160型转载机，同时顺槽配以DSJ100/40/2×110 胶带机运输。掘进工作面采用EBZ100综掘机掘进，功率100kw ，ST-80型胶带机运输。掘进煤经皮带运输至矿井主运输系统，顶板采用锚杆支护顶板，间排距为1000mm ×1000mm 。辅助运输采用 WCQ-3B 型防爆无轨胶轮机动车运输。
5） 单产单进
矿井有一个采煤工作面，两个掘进工作面，回采工作面走向长度 1052 m ，工作面平均长度143.2 m，一次性采全高，采高3.2m ，日循环进度12.6m ，回采工作面年推进进度平均4158m ；两个掘进工作面的断面均为4×2.5 m，掘进工作面年平均掘进度12670m ，2009年实际产量153万吨。
6）计算方法的选择及参数选取
由于白家梁矿矿井为整合技改矿井，前三年采掘工作面生产情况不能反映目前实际，根据采煤工作面循环作业图表、近期矿井生产和今后三年采掘接替安排等情况，分别计算生产能力和掘进煤量，确定采掘工作面生产能力。
7）采掘工作面生产能力核定必备条件核查情况
经查该矿采煤方法为综合机械化采煤法，工作面采用液压支架支护，皮带运煤符合设计要求；采掘作业规程的编制与实际相符且符合煤矿安全规程规定；采区形成了完整的通风、排水、运输、供电系统；三个煤量符合规定，具体为：采煤煤量85.4万吨，准备煤量310.3万吨，开拓煤矿547万吨。
3.7.2核定采掘工作面能力必备条件
1）同一采区内同一煤层布置1个回采工作面和2个掘进工作面，满足要求； 2）矿井按定编定员标准组织生产，满足要求； 3）矿井采用长壁式开采，满足要求；
4）矿井工作面采用后退式开采，采煤工作面有2个畅通的安全出口，一个通到回风巷，另一个通到进风巷，满足要求。
5）采区生产已形成完整的通风、排水、供电、运输等系统，无非正规下山开采，满足要求；
6）矿井“三个煤量”符合国家有关规定，详见附表。 3.7.3采掘工作面生产能力核定计算过程及结果
1 ）计算方法的选择及参数选取 （1）采煤工作面能力计算 A C =10-4·L·h·r·b·n·N·C·a
=10-4×143.2×3.2×1.27×12.6×330×0.85×0.95×0.95=185.63万t/a 式中：A c —采煤工作面年生产能力，万t/a； L —采煤工作面平均长度143.2m ； h —采煤工作面煤层采高3.2m ； r —原煤视密度1.27t/m3；
b —采煤工作面平均日推进度12.6m/d； n —年工作日数，取330d ； N —正规循环作业系数，取0.85； C —工作面回采率，取0.95；
a —回采工作面平均个数0.95个。（实际工作日为313天） （2） 掘进工作面生产能力计算 A j =10
-4
∑
i =1
n
S i L i
=10-4（1.27×10×12670） =16.09万t/a
式中：A j —掘进工作面年生产能力，万t/a； S —巷道断面，10m 2； L —年掘进进尺，12670m ；
（3） 采掘生产能力计算
A=AC +Aj =185.63+16.09=201.72万t/a 式中：A j —掘进生产能力； A C —采煤生产能力； 2）计算结果
（1）采煤工作面核定能力：185万t/a （2）掘进工作面核定能力：16万t/a （3）矿井采掘工作面能力：201万t/a （见附表中：核井10表）
3.8通风系统能力核定
3.8.1矿井通风概况
1）矿井通风方式、方法
中央分列抽出式机械通风，矿井安装了两台由山西省运城安瑞节能风机有限公司生产的FBCDZ-№-18型风机。掘进工作面通风局扇采用FBD №5.6/2×11KW 对旋轴流风机，通风方式采用压入式独立供风。
2） 矿井进、回风井筒数量及风量
矿井进风平硐二个，回风立井一个。矿井总进风量3118m 3/min，总回风量3201 m3/min。
3） 矿井需风量、实际风量、有效风量
矿井需风量2820.08m 3/min，实际风量3118m 3/min，有效风量2709m 3/min。 4） 矿井瓦斯鉴定等级，瓦斯的绝对、相对涌出量
矿井瓦斯等级为低瓦斯矿井，矿井瓦斯相对涌出量1.33m 3/t，绝对涌出量1.10m 3/min。
5） 主通风设备运行参数、风量、风压、通风阻力、等级孔及检测情况 （1）主扇及备用主扇型号FBCDZ-6-№18，功率2×75kW ，额定风量2412~3352m3/min，风压587.27 Pa。
（2）2008年3月20日由内蒙古安科安全生产检测检验有限公司对主通风机进行了检验，该检验单位具有国家具备国家规定的资质，并以编号为内安C/TFJ09/K-0018和C/TFJ09/K-0-19分别出具检验报告，检验结果为合格。
3.8.2 核定通风系统能力必备条件
1）矿井通风系统合理、完整，通风设施齐全可靠；
2）井下有完善的消防洒水系统；井下主要采用注氮防灭火工艺； 3）矿井配备了监测监控系统，系统灵敏、可靠；
4）矿井安装两台同等能力的主要通风机，主通风机经内蒙古安科安全生产检测检验有限公司检验合格，检测结果合法有效，检验周期有效；
5）主通风机仪器仪表齐全； 6）矿井瓦斯管理符合有关规定。 3.8.3 通风能力核定计算过程及结果
矿井需要风量计算
根据本地区和该矿井实际情况，根据《生产能力核定指南》矿井需风量为采掘工作面需风量与硐室需风量、其它地点需风量之和，包括按规定配备的备用工作面需风量。
1）采煤工作面所需风量：
（1）按采煤工作面气象条件计算需要风量：
Q cf =60⨯70%⨯v cf ⨯S cf ⨯k ch ⨯k cl =60×70%×1×12.61×1.2×1.1 =699.1m3/min
式中：Q cf —采煤工作面需要风量，m 3/min；
v cf —采煤工作面的风速，按采煤工作面进风流的温度选取，1.0m/s； S cf —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，m 2；
K ch —采煤工作面采高调整系数，取1.2； K cl —采煤工作面长度调整系数，取1.1； 70%—有效通风断面系数。
（2）按工作面瓦斯涌出量计算需要风量： Q cf ＝100×q cg ×k cg =100×0.15×3.19＝47.9m 3/min
式中：q cg —采煤工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量，0.15m 3/min。
k cg —采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，正常生产时连续观测1
个月，日最大绝对瓦斯涌出量和月平均日绝对瓦斯涌出量的比值。
100—按采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1%的换算系数。 （3）按照二氧化碳涌出量计算
0.13×1.5＝19.5m 3/min Q cf =67⨯q cc ⨯k cc =100×式中：
q cc —采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，0.13m 3/min； k cc —采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，正常生产时连续观测1个月，日最大绝对二氧化碳涌出量和月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值；
67—按采煤工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5%的换算系数。 （4）按工作人员数量验算
40=160 m3/min Q cf ≥4N cf =4×
式中：N cf －采煤工作面同时工作的最多人数，人；
4－每人需风量，m 3/min；
根据以上计算，采煤面供风量为699.1m 3/min （5）按风速进行验算： ①验算最小风量
0.25×9.5=142.5 m3/min Q cf ≥60⨯0.25S cb =60×
3.2×70%=9.5 m3/min S cb =l cb ⨯h cf ⨯70%=4.24×②验算最大风量
4×8.15=1956 m3/min Q cf ≤60⨯4.0S cs =60×
3.2×70%=8.15m3/min S cs =l cs ⨯h cf ⨯70%=3.64×
③综合机械化采煤工作面，采煤机喷雾降尘等措施后，验算最大风量
5×8.15=2445m3/min Q cf ≤60⨯5S cs =60×
式中：S cb —采煤工作面最大控顶有效断面积，m 2；
l cb —采煤工作面最大控顶距，4.24m ； h cf —采煤工作面实际采高，3.2m ； S ch —采煤工作面最小控顶有效断面积，m ；
l cs —采煤工作面最小控顶距，3.64m ； 0.25—采煤工作面允许的最小风速，m/s； 70%—有效通风断面系数；
4.0—采煤工作面允许的最大风速，m/s； 5.0—采煤工作面允许的最大风速，m/s；
根据以上计算和校验，采煤面供风量为699.1m 3/min
2）备用工作面所需风量：Q 备=1/2Q采=1/2×699.1=349.55m3/min 3）掘进工作面所需风量： （1）按瓦斯涌出量计算
0.12×5.75=69m3/min Q hf =100⨯q hg ⨯k hg =100×
式中：q hg —掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量，0.12m 3/min； k hg —掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日绝对瓦斯涌出量的比值；
100—按掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1%的换算系数。 （2）按二氧化碳涌出量计算
0.1×7=46.9 m3/min Q hf =67⨯q hg ⨯k hg =67×
式中：q hg —掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量，0.1m 3/min； k hg —掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对二氧化碳涌出量与月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值；
67—按掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1%的换算系数。 （3）按局部通风机实际吸风量计算需风量
两个掘进工作面断面和局部通风机相同，局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积10m 2。
Q hf =Qaf ×I+60×0.25S hd =200×1+60×0.25×10=350m3/min Q af —局部通风机实际吸风量，200m 3/min I —掘进工作面同时通风的局部通风机台数；
0.25—有瓦斯涌出的岩巷，半煤岩巷允许的最低风速； S hd —局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，m 2；
（4）按掘作业人数验算
15=60 m3/min Q cf ≥4N cf =4×
式中：N cf －掘进工作面同时工作的最多人数，30人；
4－每人需风量，m 3/min；
根据以上计算选取最大值，掘进工作面需风量确定为350m 3/min。 （5）按风速进行验算： ①验算最小风量
0.25×10=150m3/min Q af ≥60⨯0.25S hf =60×②验算最大风量
4×10= 2400m3/min Q cf ≤60⨯4.0S cs =60×
式中：S hf —掘进工作面巷道的净断面积，10m 2；
经验算0.25m/s＜0.55m/s＜4m/s，符合《煤矿安全规程》第101条的要求。 4）硐室及其他需风量
井下硐室及其他用风地点需风量Q=180m3/min 5）矿用防爆无轨胶轮车实际需风量 井下同一地点运行胶轮车为2台
ΣQ d l =Qd l =5.44×N dl ×P dl ×k dl =5.44×（55×1×1+55×1×0.75）＝523.6m 3/min
式中：Q d l—该地点矿用防爆无轨胶轮车尾气排放稀释需要的风量，m 3/min； N dl —该地点矿用防爆无轨胶轮车的台数，2台； P dl —该地点矿用防爆无轨胶轮车的功率，kW ；
k dl —配风系数，该地点使用1台矿用防爆无轨胶轮车运输时，取1.0。同时使2台时，取0.75。同时使3台时，取0.50。
5.44—每千瓦每分钟应供给的最低风量，m 3/min； 6）全矿需风量
Q ra ≥（∑Q cf +∑Q hf +∑Q ur +∑Q sc +∑Q rl ）⨯k aq
=（699.1+349.55+350+350+523.6+180）×1.15=2820.08 m3/min 式中：Q ra —矿井需要风量，m 3/min；
Q cf —采煤工作面实际需要风量，m 3/min； Q hf —掘进工作面实际需要风量，m 3/min； Q ur —硐室实际需要风量，m 3/min； Q sc —备用工作面实际需要风量，m 3/min； Q rl —其他用风巷道实际需要风量， m 3/min；
k aq —矿井通风需风系数（抽出式k aq 取1.15~1.20，压入式k aq 取1.25~1.30）。 考虑1.15的矿井需风系数，矿井总需风量为2820.08m 3/min 矿井通风能力计算
使用方法二：由里向外核算。 （1）单个采煤工作面年产量计算：
10-4×143.2×3.2×1.27×12.6×0.95=2A ci =330⨯10-4⨯l ci ⨯h ci ⨯r ci ⨯b ci ⨯c ci =330×29.9
式中：A ci —第i 个采煤工作面年产量，万t/a； l ci —第i 个采煤工作面平均长度，m ；
h ci —第i 个采煤工作面煤层平均采高，放顶煤开采时为采放总厚度，m ； r ci —第i 个采煤工作面原煤视密度，t/m3； b ci —第i 个采煤工作面平均日推进度，m/d；
c ci —第i 个采煤工作面回采率，%，按矿井设计规范和实际回采率选取小值。 （2）两个掘进工作面年产量计算：（该矿井两掘进工作面断面相同） 10-4×10×1.27×38.3=16.06万t/a A hi =330⨯10-4⨯S hi ⨯r hi ⨯b hi =330×
式中：A hi —第i 个掘进工作面年产量，万t/a； S hi —第i 个掘进工作面纯煤面积，m 2； r hi —第i 个掘进工作面原煤视密度，t/m3； b hi —第i 个掘进工作面平均日推进度，m/d； （3）矿井通风能力计算
A pc =∑A ci +∑A hi =229.9×1+16.06×2=262万t/a 矿井通风能力验证
（1）矿井主要通风机性能验证
矿井实际总回风量3201 m3/min，风压587.27 Pa，对照风机特性曲线及工况点，主扇风机风压小于额定风压，符合安全规定；由主要通风机性能特性曲线可以看出，主扇现运行的工况点处在合理范围之内，运行稳定。
（2）矿井通风网络验证
井下各巷道、用风地点风流方向稳定，风量能满足要求，各地点风速满足要求。矿井实际总回风量比较大，通风阻力不大。矿井实际总进风3118m 3/min，总回风量3201m 3/min，等级孔为2.75，这说明矿井通风较容易，通风网络中的通风阻力分配合理且与风量相匹配。因此，通风网络能力能够满足生产安全的需要。
（3）用风地点有效风量验证
矿井总进风量3118m 3/min，有效风量2709m 3/min，矿井总需风量2820.08 m 3/min。矿井内各用风地点的有效风量满足要求，井巷中的风流速度、温度全部符合《煤矿安全规程》的有关规定。
表3-1 矿井主要用风地点有效风量验证表
（4）稀释瓦斯能力验证
矿井瓦斯等级鉴定为低瓦斯矿井，根据瓦斯等级鉴定结果，在正常通风情况下，工作面进、回风巷瓦斯含量极低，生产过程中从未出现过瓦斯超限和瓦斯积聚想象。
该矿安装KJ83N 型矿井安全监控系统，在一年多的运行中未出现瓦斯超限报警现象，矿井通风能满足稀释排放瓦斯的需要，各地点瓦斯浓度符合《煤矿安全规程》的有关规定。
表3-2 矿井稀释瓦斯能力验证表
确定矿井通风核定能力
矿井通风系统能力核定为262万t/a
（见附表中：核井11-1表、11-2表、11-3表）
3.9 地面生产系统能力核定
3.9.1 概述
井下煤通过主井DT Ⅱ型胶带运输机→ DTII100 /40 型上仓皮带→矿井地面SGB1000/90 型筛分栈桥，将块煤、末煤经筛分栈桥直接落到地面储煤厂，装载机装车，汽车外运。
3.9.2核定地面生产系统必备条件
经查地面生产系统完善，运行正常符合地面生产系统基本条件。 3.9.3 地面生产系统能力核定计算过程及结果
根据地面生产运输环节、设备及装车运输等情况，选择计算公式、选取参数 1）按汽车外运能力
A=330×10-4A 1·K 1·T=330×10-4×810×0.9×18=433万t/a 式中：A —年装车外运量，万t/a；
K 1—运输不均匀系数，取0.9； T —每日装车作业时间，18h/d；
G ⋅n 45⨯3
A 1—小时装车能力，按A 1=810t/h =60
t 1+t 22+8
G —每辆汽车平均载重，45 t；
n —可同时作业装车车位数4，考虑检修系数，n 取3； t 1—每辆车调车作业时间2min ； t 2—每辆车平均装车时间8min 。
汽车外运能力433万t/a 2）按上仓皮带运输能力
单条皮带运输能力：
400⨯1.02⨯2.5⨯0.9⨯0.97⨯18k ⋅B 2⋅V ⋅r ⋅C ⋅t
=330=432万t/a Α=33044
10⨯1.210⋅k 1
式中：A —输送机能力，万t/a
B —输送机带宽：B=1m。
k —输送机负载断面系数k ，取400； v —输送机带速：v=2.5m/s ； r —松散煤容积重r ，取0.9t/m3； t —日提升时间t ，取18h ； C —输送机倾角系数C ，取0.97； k 1—运输不均匀系数，取1.2。
按运输量计算，则为：
A=330⋅t ⋅Q =330×18×400=237.6万t/a 式中：A —输送机能力，万t/a；
t —日提升时间t ，取18h ； Q —胶带机小时运输能力，t/h。
上仓皮带运输能力为432万t/a 3）按地面筛分车间震动筛能力
地面筛分为1台SGB/1000-90型筛分挂板运输机，单台设备处理能力400t/h，日运行时间t 取18小时；则A 1=330×18×400=237.6万t/a。
4）地面储煤量
地面无筒仓，筛分煤直接落地，煤场储量为3万吨，储存能力3÷（200/330）=5（天），符合3-7要求。
根据地面各运输环节能力，将各运输环节能力的最小值确定地面生产系统核
定能力即：237万t/a。
（见附表中：核井12表）
3.10压风、灭尘、通信等系统核查情况
3.10.1压风系统
现矿井在地面风井机房，安装一台SM-455A （MLGF-9.6/0.8-55G）型隔爆式移动压风机，电动机功率为55kW 。压风机的冷却是通过风冷实现的，具有断油和排气超温保护， 100mm 的压风管路沿风井入井，系统运行正常，满足生产要求。
3.10.2 防尘洒水系统
矿井在井田东南部，主斜井的东南侧附近设置300m 3的高位静压洒水池，以保证入井防尘洒水装置的工作压力。井下洒水干路采用DN100mm, 的无缝钢管，沿主斜井敷设，支路采用DN50mm 的无缝钢管，供给井下各用水地点。主斜井胶带运输机头设置喷雾洒水系统，各带式输送机卸载、转载处均设喷雾洒水装置。主运大巷、辅运大巷、1408运输顺槽消防洒水管路每隔50m 设一个三通阀门，其它管路每隔100m 设一个三通阀门。矿井在主斜井、副斜井、主运大巷、辅助运输大巷、回风大巷、1408综采煤工作面运输回风两顺槽、掘进巷道布设隔爆水棚，避免粉（煤）尘飞扬。主要巷道设有风速监测传感器，检测巷道风速，发现超限，及时处理，抑制生产性煤尘飞扬，并定期对主要大巷进行除尘冲洗、刷浆。
生产给水系统如下：
矿井水→旋流除砂器→调节池→提升泵→净化车间→生产水池→用于井下消防、洒水及其它生产用水。
3.10.3通信系统
矿井选用SP300N-PM 交换机一台，井下安装12部电话，地面安装43部电话，电缆沿副井引入井下回采工作面、皮带机头等地方均安装有本质安全型电话机，地面调度室、变电室、风机房、主机皮带头等处均安装有电话机，通讯电缆在入井处设避雷器。矿井设有KJ237型人员定位系统，能够监视作业人员的作业位置。矿井行政、调度通信系统运行正常，满足安全生产要求。
3.11矿井安全程度，监测、监控等安全设施核查情况
矿井各生产系统与辅助生产系统运行正常，配套的安全设施运行正常，以及辅助设施、设备齐全，满足安全生产要求。
矿井安装有KJ83N 型安全监控系统一套，系统设工控主机2台、系统电源有一趟电源供电，井上下监测分站、相应传感器和传输送接口组成。本矿井下设KGY-002A 型甲烷传感器10个，GTH100/500型一氧化碳传感器12个，型温度传感器4个，GFC-15型风速传感器4个，GPD1/5负压传感器4个, 烟雾传感器4个, 煤位传感器1个, 粉尘传感器1。另外，还选用GKT-L 型开停传感器8个和GFK-L 型风门传感器4个。系统设KJF-39型分站9台，系统各种状态下的监测、报警、显示、储存、报表功能齐全，系统具有软件故障闭锁功能，配备有不间断电源，系统运行正常，煤矿配备的安全监测仪器、仪表，满足生产要求。
矿井监控电缆沿主井敷设，在入井前设避雷器。
监控室设有工业视频系统。
四、煤矿生产能力核定结果
4.1 矿井各环节能力核定结果分析
（1）提升系统能力核定：237万t/a
（2）井下排水系统能力核定：304万t/a
（3）供电系统能力核定：210万t/a
（4）井下运输系统能力核定：237万t/a
（5）采掘工作面生产系统能力核定：201万t/a
（6）通风系统能力核定：262万t/a
（7）地面生产系统能力核定：237万t/a
4.2 煤矿资源储量保障程度分析
截止2009年12月31日，保有资源储量1113万吨，现剩余可采资源储量547万吨。按照矿井本次核定生产能力为200万吨计算，矿井剩余服务年限为2.1年。
4.3 煤矿生产能力核定结果
根据各个系统的生产能力，最终核定的矿井生产能力为200万t/a。
4.4 导致煤矿生产能力变化的因素
由于煤矿在建设过程中设备能力选型较大，生产能力提升空间较大，这是煤矿生产能力变化的原因之一。其次是采掘工作面设备均选用国内先进设备，故障率低，开机率及循环进尺较设计有很大提高。第三，煤矿提前做好工作面回撤通道，回撤工艺较设计有较大改进，而且搬家倒面工作由集团公司专业化队伍负责，减少了回撤安装时间，增加了采煤队实际作业天数，使得生产能力有较大的提高，在生产能力核定时，各系统所均能满足200万t/a生产能力。
五、问题及建议
5.1 各生产能力存在的主要问题
1） 煤矿井下辅助运输采用的是无轨胶轮车运输方式，在安全管理、规章制度等方面存在不足；
2）掘进工作面没有超前支护。
5.2 建议采取的整改措施
1）由于矿井采用无轨胶轮车作为辅助运输，当车辆通过巷道时使得通风断面减少，车辆四周的风速增加，容易激起粉尘，所以应定期对辅助运输巷道进行冲洗、清理，减少粉尘飞扬。
2）无轨胶轮车司机应定期对制动、灯光进行检查，车上应配备车辆跟踪监视系统及信号闭锁系统，确保运输安全。
3）加强掘进工作面的顶板管理，按《煤矿安全规程》规定，应增设前探梁支护或超前支护；锚杆支护质量必须符合安全质量标准化要求；定期对锚杆拉力进行试验，
生产能力核定报告书
目 录
前 言........................................................................................................................ 3
1 概述............................................................................................................................ 3
1.1生产能力核定必备条件................................................................................... 3
1.2煤矿生产能力核定工作的简述....................................................................... 4
1.3 煤矿生产能力核定的主要依据...................................................................... 4
1.4 核定主要系统环节及结果.............................................................................. 5
1.5 最终确定矿井核定生产能力.......................................................................... 5
2 煤矿基本情况............................................................................................................ 5
2.1 自然属性.......................................................................................................... 5
2.2 矿井建设情况.................................................................................................. 8
2.3 煤矿生产现状.................................................................................................. 8
3 煤矿生产能力核查计算.......................................................................................... 10
3.1 矿井资源/储量核查 ...................................................................................... 10
3.2 提升系统生产能力核定................................................................................ 11
3.3副井提升能力核定......................................................................................... 12
3.4井下排水系统能力核定................................................................................. 13
3.5 供电系统生产能力核定................................................................................ 15
3.6 井下运输系统能力核定................................................................................ 17
3.7 采掘工作面生产能力核定............................................................................ 19
3.8通风系统能力核定......................................................................................... 22
3.9 地面生产系统能力核定................................................................................ 29
3.10压风、灭尘、通信等系统核查情况........................................................... 31
3.11矿井安全程度，监测、监控等安全设施核查情况 . .................................. 32
4煤矿生产能力核定结果........................................................................................... 33
4.1 矿井各环节能力核定结果分析.................................................................... 33
4.2 煤矿资源储量保障程度分析........................................................................ 33
4.3 煤矿生产能力核定结果................................................................................ 33
4.4 导致煤矿生产能力变化的因素.................................................................... 33
5 问题及建议.............................................................................................................. 34
5.1 各生产能力存在的主要问题........................................................................ 34
5.2 建议采取的整改措施.................................................................................... 34 附件：
1、煤矿生产能力核定表
2、生产能力核定委托书（原件）
3、煤矿承诺书（原件）
4、XX 煤炭局关于XX 煤矿技术改造初步设计的批复（XX 煤局发〔2005〕306号）；
5、XX 煤炭局关于XX 煤矿改扩建初步设计（修改）的批复（XX 煤局发〔2008〕158号）；
6、《竣工改造项目意见书〉的通知》（鄂煤局发[2009]19号）；
7、《煤炭资源储量核实报告》矿产资源储量评审备案证明（内国土资储备字
[2006]146号）；
8、《关于2009年瓦斯等级鉴定报告的批复》（内煤局字［2009］603号）；
9、主井提升设备检测检验报告（复印件）
10、主要通风机检测检验报告（复印件）
11、水排水泵检测检验报告（复印件）
12、安全质量标准化荣誉证书（或批复文件）（复印件）
13、煤矿安全评价结论意见
附图：1）井上下对照图
2）采掘工程平面图
3）通风系统图
4）供电系统图
5）工业广场总平面布置图
前 言
煤矿生产能力核定标志着一个独立完整的煤炭生产系统正常的产出水平，是反映煤矿技术经济特征的基本指标。科学合理地核定煤矿生产能力，是加强煤矿生产能力管理的基础，是指导煤矿科学组织生产的重要依据。根据国家发展和改革委员会、国家安全生产监督管理总局和国家煤矿安全监察局颁发的《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》发改运行[2006] 819号文的通知精神，受内蒙古伊泰集团有限公司委托，煤炭科学研究总院对内蒙古伊泰集团有限公司白家梁煤矿进行矿井生产能力核定工作。
本次矿井生产能力核查和核定的主要内容是：
核定（核查）提升系统、井下排水系统、供电系统、井下运输系统、采掘工作面、通风系统、地面生产系统七个主要生产系统的能力；煤炭资源保障程度和服务年限为限定条件；矿井压风、灭尘、通讯、监测、监控等系统能力和地面运输能力等作为参考依据，其能力应当满足煤矿核定生产能力需要；以煤矿最簿弱的生产系统能力确定矿井综合生产能力。核定的办法是遵照国家发展改革委、安全监管总局、煤矿安监局颁发的《煤矿生产能力核定标准》；按照《煤矿生产能力核定与管理指南》的要求，通过实地测定、现场核查、统计分析、科学计算，实事求是地对煤矿各主要生产系统能力进行了认真地核定核查。
在煤矿生产能力核定过程中，核查人员严格按照《煤矿生产能力核定与管理指南》的要求进行核查、核定，XX 给予了积极配合，在此表示感谢！
一、概述
1.1生产能力核定必备条件
通过现场实地核查，该矿井“三证一照”（采矿许可证、煤炭生产许可证、安全生产许可证和营业执照）齐全；有健全的生产、技术、安全管理机构及必备的专业技术人员；有完善的生产、技术、安全管理制度；矿井主井提升、副井提升、井下排水、供电、井下运输、采掘工作面、通风、地面生产各生产、压风、消防洒水、通信、安全监控系统运行正常，具备生产能力核定条件。
1.2煤矿生产能力核定工作的简述
受内蒙古 XX 集团有限公司委托，煤炭科学研究总院组织专业组对XX 煤矿进行生产能力核定，于2010年3月8日~2010年3月15日对该矿进行现场调查和资料核实。核查人员按照《煤矿生产能力核定标准》，通过现场实地测定，查验相关资料，统计分析，科学计算，对煤矿各主要生产系统能力进行了能力核定。
1.3 煤矿生产能力核定的主要依据
1）《中华人民共和国煤炭法》 （1996年12月1日）
2）《中华人民共和国矿产资源法》 （1996年8月）
3）《关于修改〈中华人民共和国矿产资源法〉的决定》 （1997年1月1日）
4）《中华人民共和国安全生产法》 （2002年11月1日）
5）《中华人民共和国矿山安全法》 （1993年5月1 日）
6）《煤炭工业矿井设计规范》 （GB50215-2005）
7）《煤矿安全规程》 （2009版）
8）国家发展和改革委员会、国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局颁发的《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》（发改运行[2006]819号）
9）关于开展全国煤矿生产能力复核工作的通知（发改运行[2006]1019号）
10）关于规范煤矿生产能力核定和严格控制超核定能力生产的紧急通知 （发改运行[2005]1091号）
11）国家发改委关于印发煤矿生产能力核定的若干规定的通知（发改运行
[2004]2544号）
12）国家安全监管总局、国家煤矿安全监察局、发改委《关于印发煤矿通风能力核定办法（试行）》的通知（安监总煤字[2005]42号）
13）国家发展改革委员会、中国煤炭工业协会联合编写《煤矿生产能力核定与管理指南》（2006年7月）
14）国务院安全监管总局、国家煤矿安监局关于发布《禁止井工煤矿使用设备及工艺目录（第一批、第二批）》的通知
（安监总规划[2006]146号）
（安监总规划 [2008]49号）
15）《煤矿建设项目安全设施设计审查和竣工验收规范》（AQ1055-2008）
16）《煤矿通风能力核定标准》（AQ1056-2008）
17）其他相关的法律、法规及标准
1.4 核定主要系统环节及结果
（1）提升系统能力核定：237万t/a
（2）井下排水系统能力核定：304万t/a
（3）供电系统能力核定：210万t/a
（4）井下运输系统能力核定：237万t/a
（5）采掘工作面生产系统能力核定：201万t/a
（6）通风系统能力核定：262万t/a
（7）地面生产系统能力核定：237万t/a
1.5 最终确定矿井核定生产能力
经对矿井各系统能力比较，取最小系统能力为矿井核定生产能力，因采掘工作面生产系统能力最低为200万t/a，最终核定的矿井生产能力为200万t/a。
二、 煤矿基本情况
2.1 自然属性
2.1.1企业性质、隶属关系、地理位置、地形地貌及交通和通信
矿井名称：
地 址：
企业性质：
隶属关系：
法人代表姓名：
矿长姓名：
技术负责人姓名：
企业经营证照
①采矿许可证：
②煤炭生产许可证
③安全生产许可证：
④营业执照：
地理位置：具体位置在纳林陶亥镇西南的奎洞沟、蔓茎沟以南、鲁家梁以北一带。其地理坐标为：
东经： ；北纬 。
交通状况：
通信状况：
2.1.2井田、拐点坐标、面积
矿区范围由11个拐点坐标圈定，矿区面积为6.4849km 2，开采深度由1308～1242m 。
表2-1 煤矿矿区范围拐点坐标
2.1.3井田地质情况
井田位于 煤田的东南部，地表大部分被第四系风积砂覆盖，只在井田的东部延安组地层出露较多，根据钻孔揭露和地质填图成果，地层由老至新有：上三叠统延长组（T 3y ），中下侏罗统延安组（J 1-2y ），第四系（Q ）。
地质构造： 煤矿位于 煤田东南部，基本构造形态与 煤田一致，为一向北西倾斜的单斜构造，倾角1～3°，区内无断层及较大的褶皱，亦岩浆岩侵入，地质构造简单。
2.1.4含煤地层特征及主要可采煤层情况
1）井田含煤地层特征及含煤性：
含煤地层为侏罗系中下统延安组（J 1-2y ），根据其岩性组合及沉积旋回特征，将其划分为五个岩段。现分述如下：
（1）含煤地层：
①一岩段（J 1-2y 1）：由延安组底界至4-1煤层顶板砂岩底界。厚度0.90～30.50m 。岩性主要为灰色、深灰色粉砂质泥岩、泥岩夹灰白色砂岩，含4煤组一层煤，可采区在矿区西部的ZK3103号钻孔一带，在矿区内不可采。
②二岩段（J 1-2y 2）：位于延安组中、下部。该岩段界线从4-1煤层顶板砂岩底界到5-1煤层顶板砂岩底界。厚度0～29.48m ，平均20.74m 。岩性主要由灰黑色泥质粉砂岩、泥岩，灰色粉砂岩夹灰白色中、细砂岩，含5煤组1～2层煤。在矿区内和周边均不可采。
③三岩段（J 1-2y 3）：位于延安组中部，该岩段界线从5-1煤层顶板砂岩底界到4-2煤组顶板砂岩底界。厚度0～36.24m ，平均23.12m 。岩性以灰白色细～粗粒砂岩为主，夹深灰色粉砂质泥岩，砂岩成分以石英为主、长石次之，含岩屑及大量植物化石碎片。含4煤组1～3层煤，其中4-2煤层为全矿区大部可采煤层，4煤组的其它煤层均不可采。
④四岩段（J 1-2y 4）：位于延安组中、上部，该岩段界线从4-2煤层顶板砂岩底界到3-1煤组顶板砂岩底界。厚度0～45.13m ，平均28.13m 。该段下部岩性为灰白色砂岩夹灰色粉砂岩、砂质泥岩，上部为深灰色泥岩、泥质粉砂岩，含3煤组1-2层煤，其中3-2煤层在矿区南部的ZK1502号钻孔一带可采，在矿区内不可采，3煤组的其它煤层均不可采。
⑤五岩段（J 1—2y 5）：位于延安组上部，该岩段界线从3-1煤层顶板砂岩底界到延安组顶界。厚度0～38.30m ，平均10.75m 。该段下部岩性为灰色泥质粉砂岩、砂质泥岩与泥岩互层，上部灰白色砂岩砂岩为主，具大型交错层理。含Ⅱ煤组，在矿区内及周边均不可采。
2）含煤性
综上所述，矿区含煤地层为侏罗系中下统延安组（J 1-2y ），含煤地层总厚度为101.50～170.52m ，平均134.86m 。矿区内共含煤5个煤组，含煤5～9层，煤层总厚4.16～6.21m ，平均4.85m ，含煤系数3.6%，其中含可采煤层1～2层，
可采煤层总厚2.12～4.17m ，平均3.55m ，可采含煤系数2.6%。
2）主要可采煤层情况、煤层赋存条件、煤层层数、厚度、煤质、煤种
主要可采煤层层数：1层（4-2）
可采煤层平均厚度：3.2m
煤层稳定情况：较稳定
煤层结构：简单
煤质工业牌号：不粘煤（BN 31）为主，次为长焰煤（CY 41）
原煤灰份平均37.24%，水分9.49%，发热量27.51 MJ/kg，硫份0.46%。
2.1.5水文地质及工程地质特征
水文地质类型：本区水文地质类型为二类一型
含水层类型：孔隙～裂隙充水矿床，水文地质条件简单～中等的矿床。 初步设计预测矿井正常涌水量为20m 3/h，最大涌水量为30m 3/h。
矿区工程地质类型为第一类第二型，即层状岩类、工程地质条件中等类型。
2.2 矿井建设情况
设计由内蒙古自治区煤矿设计研究院于2006年编制，设计能力30万t/a。 2005年12月9日，矿井立项，由鄂尔多斯市煤炭局批复。建设期为9.9个月，于2008年初开始试生产，当年投产，当年达产，设计生产能力 30万吨/年，原批准核定生产能力为30万吨/年。
项目建设于2007年1月开工，2008年3月竣工，2008年3月开始进行联合试运转。矿井采用平硐-立井混合开拓方式，走向长壁综合机械化采煤方法，胶带输送机运输。2008年9月16日通过了内蒙古煤矿安全监察局的安全设施及条件的验收，2008年11月25日通过了鄂尔多斯市煤炭工业局的竣工验收。
2.3 煤矿生产现状
2.3.1矿井开拓与开采
煤矿矿井采用平硐-立井混合开拓方式，主井筒、副井筒为平硐，回风井为立井。矿井采用单水平开采即：4-2煤层，采煤工作面采用走向长壁综合机械化采煤法，全部垮落法管理顶板，工作面后退式回采。掘进方式采用综合机械化掘进。
2.3.2主要生产系统
1）提升运输系统：主平硐，倾角4°，斜长为63m ，断面为直墙半圆拱，净断面为6.72 m2，采用200mm 厚混凝土砌碹支护，担负矿井的运煤任务，兼做进风和行人安全出口。副平硐，倾角6°，斜长为76 m ；断面为半圆拱形，净断面为6.72 m 2，净高2.7m ，采用200mm 厚混凝土砌碹支护。担负矿井的辅助运输任务，兼做进风和行人安全出口。回风立井筒，净断面积7.07 m2，直径为3m ，表土段支护采用500mm 厚混凝土砌碹支护，基岩段采用300mm 厚混凝土砌碹支护，担负矿井的回风兼做矿井的安全出口。
2）主运输方式及设备：主运输大巷选用胶带输送机运输，设备选用DTL100/2×110型带式输送机，电动机型号YB2-315S-4型，功率N=2×110kW ，减速器型号DCY355-25型。顺槽选用DSJ100/40/2×110型胶带运输机。
3）辅助运输方式及设备：现有2台WCQ-3B 型防爆无轨胶轮车运输。
4）矿井通风系统
矿井通风方式：中央分列抽出式机械通风
主扇型号：FBCDZ-6-№18 功率：2×75kW
额定风量：2412-3352 m3/min 风压：587.27 Pa
备用主扇型号：与主扇相同。
局部通风：使用2×11kW 局部扇风机。
5）矿井供电系统
矿井两回路电源线路一回路引至纳林塔110kV 变电站10kV 侧，912专线，架空线型号LGJ-185，供电距离3.2km ；另一回路引自淖尔濠35kV 变电站10kV 侧，911专线，架空线型号LGJ-185，供电距离3.5km 。矿井工业广场建一座10kV 厢式变电站，不设主变压器，S 9-M-400/10/0.4kV变压器1台，S 9-M-250/10/0.4kV变压器1台，供地面低压动力及工业广场，10kV 与380v 均单母线分段接线。安装XGN-10型矿用一般型高压开关柜18台，GGD-380型低压配电屏7台。
入井电缆规格：入井电缆MYJV 22-10kV-3×70mm 2。
6）矿井排水系统
主、副水仓总容积：340m 3
主水泵型号：MD46-30×3 功率：22 kW
备用水泵型号：MD46-30×3 功率：22 kW
检修水泵：MD46-30×3 功率：22 kW
排水能力：46m 3/h
排水管路：直径104mm 材质：无缝钢管 长度：480m
备用管路：直径104mm 材质：无缝钢管 长度：480m
2.3.3矿井现主要生产煤层
矿井现主要生产煤层为4-2煤层，目前有一个采区，一个回采工作面1408工作面及两个掘进工作面1416集中运输巷和1406回撤通道。
2.3.4最近几年煤炭产量及回收率情况
2007年生产37 万吨、2008年生产140 万吨、2009年生产153万吨。矿井资源回收率为80%以上。
2.3.5今后的生产接续安排
工作面接替情况见表2-1。
表2-1 煤矿2010~2012采煤工作面接替表
三、煤矿生产能力核查计算
3.1 矿井资源/储量核查
3.1.1 资源/储量核查的内容和条件
1）有依法划归其的井田范围及煤炭资源储量；
2）有关于《 煤炭资源储量核实报告》矿产资源储量评审备案证明（内国土资储备字[2006]146号）；
3）安全煤柱留设符合要求；
4）工作面采煤为综合机械化开采工艺；
5）未发现越界开采现象。
3.1.2 资源储量估算截止日期、选取的主要工业参数及工业指标
截止日期：2009年12月31日；
累计探明资源储量：2046万吨；
保有资源储量：1113万吨；
剩余可采资源储量：547万吨；
3.1.3 剩余服务年限计算
截止2009年底该矿井保有资源储量1113万吨，剩余可采储量547万吨。按照矿井本次核定生产能力200万吨/年计算，剩余服务年限2.1年。 A=547G ==2.1a k x ⋅A 1.3⨯200
式中：a —煤矿服务年限，a ；
G —煤矿核定能力时剩余可采储量547万吨；
A —本次核定矿井生产能力200万吨；
k x —储量备用系数取1.3。
（见附表中：核井05-1表、05-2表）
3.1.5 核查初步意见
1）矿井剩余可采资源储量为547万吨（保有资源储量1113万吨），矿井采区资源回收率为80%。
2）矿井采用倾斜长壁大采高采煤法，工作面后退回采，综合机械化采煤工艺，符合要求。
3）矿井剩余服务年限2.1a 。
3.2 提升系统生产能力核定
3.2.1概述
主井井筒胶带输送机选用安徽扬帆机电设备制造有限公司生产的DT Ⅱ型带式输送机，配备由南阳防爆集团有限公司生产的电动机型号为Y280S-4，功率N=75kW。水平机长240m ，带宽B=1000mm，运输量Q=400t/h，带速2.5m/s，驱动功率75kW 。
2009年9月24日由内蒙古安科安全生产检测检验有限公司对主井胶带运输机进行了检验，该检验单位具有国家具备国家规定的资质，并以编号为内安C/DSSJ09/K-0294出具检验报告，检验结果为合格。
3.2.2 核定提升系统能力必备条件
1）提升系统设备、设施配套完整，符合有关规程规范要求，经内蒙古安科安全生产检测检验有限公司检验合格；
2）提升系统保护装置完善、运转正常；
3）提升系统技术档案齐全，各种运行、维护、检查、事故记录完备。
3.2.3 提升系统能力核定计算过程及结果
主斜井为钢绳芯胶带输送机，计算公式为 400⨯1.02⨯2.5⨯0.9⨯0.97⨯18k ⋅B 2⋅V ⋅r ⋅C ⋅t A=330=432万t/a 104⨯1.2104⋅k 1
式中：A —输送机能力，万t/a；
B —输送机带宽，B=1m；
k —输送机负载断面系数k ，取400；
v —输送机带速，v=2.5m/s；
r —松散煤容积重r ，取0.9t/m3；
t —日提升时间t ，取18h ；
C —输送机倾角系数C ，取0.97；
k 1—运输不均匀系数，取1.2；
按运输量计算，则为：
A=330⋅t ⋅Q =330×18×400=237.6万t/a
式中：A —输送机能力，万t/a；
t —日提升时间t ，取18h ；
Q —胶带机小时运输能力，t/h。
3.2.4按《煤矿生产能力核定表》规定核定提升系统能力为237万t/a
（见附表中：核井06表）
3.3副井提升能力核定
3.3.1概述
副井提升方式为防爆无轨胶轮车提升，主要担负人员、材料、设备、掘进矸石的运输。
WCQ-3B 型人车一辆，WCQ-3B 型材料车两辆。担负全矿井材料、矸石、
小型设备和人员的运输；大型设备运输，由集团公司统一调配。
3.3.2 计算过程和结果
由于采用防爆无轨胶轮车辅助提升和运输，副井提升系统能力与辅助运输系统能力相同，见辅助运输系统能力核定章节。
3.4井下排水系统能力核定
3.4.1 概述
矿井主水仓容积180m 3，副水仓容积160m 3。安装三台由上海凯泉泵业（集团）有限公司生产的MD46-30×3水泵，功率：22 kW 。排水能力为46m 3/h，在主平硐布置两趟直径104mm 的排水无缝钢管长度480m 。
正常涌水量为20m 3/h，最大涌水量为30m 3/h。
2009年9月24日由内蒙古矿山安全与职业危害监测检验中心对该矿的三台排水泵进行了检验，该检验单位具有国家具备国家规定的资质，并以编号为内安C/PSXT09/K-0597、内安C/PSXT09/K-0598和内安C/PSXT09/K-0599分别出具了三台水泵的检验报告，检验结果为合格。
3.4.2 核定排水系统能力必备条件
1）井下排水系统完善，记录齐全；
2）有防治水措施；
3）各类管理制度、维护检查记录齐全；
4）主排水泵经内蒙古安科安全生产检测检验有限公司检验合格。
3.4.3 排水能力核定计算过程及结果
1）分别计算排矿井正常涌水量和排矿井实际最大涌水量的生产能力
（1）矿井正常涌水量时的排水能力
A s =330⨯20B s 330⨯20⨯46==304万t/a 4410⋅P s 10⨯0.1
式中：B s —工作泵的小时排水量46m 3/h；
P s —为上年度日产吨煤所需排出的涌水量0.1m 3/h；
P s = Q s ⨯24⨯33020⨯24⨯330==0.1m3/h 4410⨯15310⨯153
式中： Q s —正常涌水量20m 3/h；
上年度产量153万t/a。
（2）矿井实际最大涌水量时的排水能力 Am =330⨯20B m 330⨯20⨯92==392万t/a 104⋅P m 104⨯0.15
式中：B m —工作泵加备用泵的小时排水量，B m =92m3/h；
P m —为上年度日产吨煤所需排出的最大涌水量0.155m 3/h；
P m =Q m ⨯24⨯33030⨯24⨯3303==0.155m/h 104⨯153104⨯153
式中： Q m —最大涌水量30m 3/h；
上年度产量153万t/a。
2）计算结果
（1）按矿井正常涌水量生产能力：按矿井正常涌水量（20m 3/h）能力核定：304万t/a；
（2）按矿井实际最大涌水量的生产能力：按矿井最大涌水量（30m 3/h）能力核定：392万t/a；
（3）矿井排水系统能力：按《煤矿生产能力核定表》规定核定矿井排水系统能力为304万t/a。
（见附表中：核井07表）
3）校验水泵能否在20h 内排出24h 的正常用水量和最大用水量以及水仓容量校验
（1）正常涌水时工作泵20h 排水量：46×20=920m3，矿井24h 正常涌水量：20×24=480m3＜920m 3。
最大涌水时工作泵和备用泵20h 排水量：92×20=1840m3，矿井24h 最大涌水量：30×24=720m3＜1840m 3。
计算说明：矿井排水系统满足正常涌水量和最大涌水量的能力要求，符合《煤矿安全规程》的有关规定。
（2）由于矿井实际正常涌水量为20m 3/h＜340m 3/h，因此水仓容量应符合V≥8Qn 要求（Q n 为矿井正常涌水量）。
8×Q n =8×20=160m3，而水仓容量为340m 3＞160 m3，符合《煤矿安全规程》的有关规定。
3.5 供电系统生产能力核定
3.5.1 概述
1）矿井供电线路情况（回路、规格、长度）
矿井两回路电源线路一回路引至纳林塔110kv 变电站10kv 侧，912专线，架空线型号LGJ-185，供电距离3.2km ；另一回路引自淖尔濠35kV 变电站10kv 侧，911专线，架空线型号LGJ-185，供电距离3.5km 。矿井工业广场建一座10kv 厢式变电站，不设主变压器，S 9-M-400/10/0.4kv变压器1台，S 9-M-250/10/0.4kv变压器1台，供地面低压动力及工业广场，10kv 与380v 均单母线分段接线。安装XGN-10型矿用一般型高压开关柜18台，GGD-380型低压配电屏7台。
2）矿井主变压器及设备容量情况
矿井变压器容量及台数：5815kV A ；
矿井设备装机总容量：4524kw ；
矿井实际运行设备总容量：3500kw ；
井下实际运行设备总容量：2930kw ；
矿井综合电耗：7.49kwh/t
3）下井电缆规格、回路数
矿井入井电缆MYJV 22-10kv-3×70mm 2，电压10kv ，长度为560m ，双回路供电。
3.5.2 核定供电系统能力必备条件
1）供电系统合理，设备、设施及保护装置完善，技术性能符合规定，系统运行正常；
2）供电系统技术档案齐全，各种运行、维护、检查、事故记录完备，管理维护制度健全；
3）矿井已形成双回路供电。
3.5.3矿井供电能力核定计算过程、结果及校验
1）供电线路能力计算及校验（包括计算公式、参数选取及计算过程）
（1）安全载流量校核
全矿计算电流I ==224.5A
线路LGJ-185，25°C 时515A ，考虑环境温度40°C 时校正系数0.81，
则I X =515×0.81=417.2A I X =417.2A>I=224.5A
经校验电源线路载流量符合要求。
（2）下井电缆安全载流量校核
计算负荷电流：I j
=211.3A 下井电缆MYJV 22-10kv-3×70mm 2 两回，每回载流量215A ，则两回允许载流量I x =2×215=430A，当一回故障停止送电，另一回允许载流量215A
MYJV 22-10kv-3×70mm 2电缆载流量215A>Ij =211.3A
经校验下井电缆载流量符合要求。
（3）10kv 供电线路总电压降校核
LGJ-185线路单位负荷矩时电压损失百分数
当cos ϕ=0.9时为0.354%/Mw.km，矿井负荷为：3.5Mw ，线路全长：一回3.2km ，另一回3.5km 。
则电源线路电压降为：△U 1%=3.5×3.2×0.354%=3.96%
△U 2%=3.5×3.5×0.354%=4.34%
MYJV 22-10kv-3×70mm 2电缆单位负荷矩时电压损失百分数
当cos ϕ=0.8时为0.36%/Mw.km，井下负荷为：2930kw ，线路全长：0.56km 。 则下井电缆电压降为：△U 3%=2.93×0.56×0.36%=0.59%
10kv 线路总电压降为：△U%=△U 2%+△U 3%=4.34%+0.59%=4.93%
经校验10kv 供电线路总电压降符合要求
（4）线路合理、允许的供电容量及矿井吨煤综合电耗
上年度产量153万t/a；上年度实际总用电量1145.9万kwh 。
当架空线路允许载流量为417时，线路允许供电容量
417×10×0.9=6500kW P =当电缆线路允许载流量为215时，线路允许供电容量
215×10×0.8=2979kW P =当线路压降为5%时，
5%5%P 1==4.413Mw P 2==4.03Mw 0.354%⨯3.20.354%⨯3.5
则允许供电容量取P=2.979Mw
矿井综合吨煤电耗W=1145.9=7.49kwh/t 153
（5）电源线路的折算能力
A =330⨯16P 2979=330⨯16=210.2万t/a 104⋅W 104⨯7.49
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2.979Mw ；
W —矿井吨煤综合电耗7.49kwh/t。
2）变压器供电能力计算（包括计算公式、参数选取及计算过程）
A =330⨯16S ⋅ψ5815⨯0.9=330⨯16=368.9万t/a 4410W 10⨯7.49
式中：A —变压器的折算能力，万t/a；
S —工作变压器容量5815kvA;
Ψ—全矿井功率因数，取0.9；
W —矿井吨煤综合电耗7.49kwh/t。
3）矿井供电系统能力确定
按电源线路折算能力为210.2万t/a；按主变压器容量折算能力为368.9万t/a；按《煤矿生产能力核定标准》规定核定矿井供电系统能力为210万t/a。 （见附表中：核井08表）
3.6 井下运输系统能力核定
3.6.1 概述
矿井采用主副平硐、立井回风单水平开拓，工作面原煤经皮带运输至地面，辅助运输采用防爆无轨胶轮车。主运大巷装备三部DTL100/2×110型带式输送机，带宽B=1000mm，带速2.5m/s，运输量Q=400t/h，驱动功率N=110kW。主运顺槽安设DSJ100/40/2×110型胶带机，带宽B=1000mm，运输量Q=400t/h。
井下辅助运输为WCQ-3B 型防爆无轨胶轮车。
3.6.2 核定井下运输系统能力必备条件
1）井下运输系统完善，保护齐全，运转正常；
2）各种行车、调度信号设施齐全，安全标志齐全、醒目，大巷照明符合规定。
3）井下采用无轨胶轮车运输，设备为防爆型。
3.6.3 井下运输系统能力核定计算过程及结果
1）主运大巷胶带机运输能力
400⨯1.02⨯2.5⨯0.9⨯0.97⨯18k ⋅B 2⋅V ⋅r ⋅C ⋅t =330=471万t/a Α=330104⨯1.1104⋅k 1
式中：A —输送机能力
B —输送机带宽，B=1m。
k —输送机负载断面系数k ，取400
V —输送机带速，V=2.5m/s
r —松散煤容积重r ，取0.9t/m3
t —日提升时间t ，取18h
C —输送机倾角系数C ，取0.97
k 1—运输不均匀系数，取1.1
按运输量计算，则为：
A=330⋅t ⋅Q =330×18×400=237.6万t/a
式中：A —输送机能力，万t/a；
t —日提升时间t ，取18h ；
Q —胶带机小时运输能力，t/h。
2）顺槽皮带运输能力
400⨯1.02⨯2.5⨯0.9⨯0.97⨯18k ⋅B 2⋅V ⋅r ⋅C ⋅t =330=471万t/a Α=3304410⨯1.110⋅k 1
式中：A —胶带机运输能力，万t/a；
B —输送机带宽，B=1m；
k —输送机负载断面系数k ，取400；
v —输送机带速，v=2.5m/s；
r —松散煤容积重r ，取0.9t/m3；
t —日提升时间t ，取18h ；
C —输送机倾角系数C ，取1 ；
k 1—运输不均匀系数，取1.1；
按运输量计算，则为：
A=330⋅t ⋅Q =330×18×400=237.6万t/a
式中：A —输送机能力，万t/a；
t —日提升时间t ，取18h ；
Q —胶带机小时运输能力，t/h。
2）根据井下辅助运输现状，使用无轨胶轮车运输核定井下运输能力
A=330×3k X ×5⨯3600-t R -D ⨯t Q R M 104(⋅t G +⋅t C ) P G P C
=330×3×0.5×5⨯3600-60-5⨯60=1091万t/a 0.08410⨯⨯303
式中：A —辅助运输核定能力，万t/a；
M —吨煤用材料比重，M=8%；
P C —每次用材料重量，3t/次；
t C —运材料车间隔时间，取30s ；
D —每班运其他材料次数，取5次/班；
t Q —运其他材料车间隔时间，取60s ；
t R —每班人员进出井车辆间和与其他车辆间隔时间总和，取60s ；
R —矸石占原煤产量的比重，%（无岩巷掘进，不运矸石）；
P G —每次运矸石重量，t/次；
t G —运矸石车间隔时间，（无岩巷掘进，不运矸石）；
k X —运输线路系数，单线时为0.5；
3）根据皮带运输环节能力确定井下运输系统核定能力237万t/a
（见附表中：核井09－1表、核井09－2表）
3.7 采掘工作面生产能力核定
3.7.1 概述
1） 矿井现主要生产采区及接续采区情况
矿井主要生产采区一个，即：一个4-2 盘区，无接续盘区。
2）采掘队个数及生产地点的接续安排
矿井采煤布置一个采区4-2盘区，一个回采工作面编号为1408工作面和一个接续工作面编号为1406工作面，两个掘进队1416 集中运输工作面和1406 回撤通道工作面。
3） 采煤方法
采煤工作面采用走向长壁综合机械化采煤法。
4） 采掘工艺及采掘机械化装备情况
采煤工艺为综合机械化采煤，回采工作面前进布置，后退式开采，全部垮落法管理顶板。其装备情况：工作面采用MG300/730-GWD采煤机落煤，功率730W ，采高2.1-4.1m ，截深0.63m ，滚筒直径φ1.8m ，牵引速度0~8.7m/min，ZY6800/17/35型两柱掩护式液压支架支护顶板，端头支架型号为 ZYG7000/17/35液压支架 ，工作面运输机型号为SGZ-764/320中双链运输机，顺槽转载机型号为SZZ764/160型转载机，同时顺槽配以DSJ100/40/2×110 胶带机运输。掘进工作面采用EBZ100综掘机掘进，功率100kw ，ST-80型胶带机运输。掘进煤经皮带运输至矿井主运输系统，顶板采用锚杆支护顶板，间排距为1000mm ×1000mm 。辅助运输采用 WCQ-3B 型防爆无轨胶轮机动车运输。
5） 单产单进
矿井有一个采煤工作面，两个掘进工作面，回采工作面走向长度 1052 m ，工作面平均长度143.2 m，一次性采全高，采高3.2m ，日循环进度12.6m ，回采工作面年推进进度平均4158m ；两个掘进工作面的断面均为4×2.5 m，掘进工作面年平均掘进度12670m ，2009年实际产量153万吨。
6）计算方法的选择及参数选取
由于白家梁矿矿井为整合技改矿井，前三年采掘工作面生产情况不能反映目前实际，根据采煤工作面循环作业图表、近期矿井生产和今后三年采掘接替安排等情况，分别计算生产能力和掘进煤量，确定采掘工作面生产能力。
7）采掘工作面生产能力核定必备条件核查情况
经查该矿采煤方法为综合机械化采煤法，工作面采用液压支架支护，皮带运煤符合设计要求；采掘作业规程的编制与实际相符且符合煤矿安全规程规定；采区形成了完整的通风、排水、运输、供电系统；三个煤量符合规定，具体为：采煤煤量85.4万吨，准备煤量310.3万吨，开拓煤矿547万吨。
3.7.2核定采掘工作面能力必备条件
1）同一采区内同一煤层布置1个回采工作面和2个掘进工作面，满足要求； 2）矿井按定编定员标准组织生产，满足要求； 3）矿井采用长壁式开采，满足要求；
4）矿井工作面采用后退式开采，采煤工作面有2个畅通的安全出口，一个通到回风巷，另一个通到进风巷，满足要求。
5）采区生产已形成完整的通风、排水、供电、运输等系统，无非正规下山开采，满足要求；
6）矿井“三个煤量”符合国家有关规定，详见附表。 3.7.3采掘工作面生产能力核定计算过程及结果
1 ）计算方法的选择及参数选取 （1）采煤工作面能力计算 A C =10-4·L·h·r·b·n·N·C·a
=10-4×143.2×3.2×1.27×12.6×330×0.85×0.95×0.95=185.63万t/a 式中：A c —采煤工作面年生产能力，万t/a； L —采煤工作面平均长度143.2m ； h —采煤工作面煤层采高3.2m ； r —原煤视密度1.27t/m3；
b —采煤工作面平均日推进度12.6m/d； n —年工作日数，取330d ； N —正规循环作业系数，取0.85； C —工作面回采率，取0.95；
a —回采工作面平均个数0.95个。（实际工作日为313天） （2） 掘进工作面生产能力计算 A j =10
-4
∑
i =1
n
S i L i
=10-4（1.27×10×12670） =16.09万t/a
式中：A j —掘进工作面年生产能力，万t/a； S —巷道断面，10m 2； L —年掘进进尺，12670m ；
（3） 采掘生产能力计算
A=AC +Aj =185.63+16.09=201.72万t/a 式中：A j —掘进生产能力； A C —采煤生产能力； 2）计算结果
（1）采煤工作面核定能力：185万t/a （2）掘进工作面核定能力：16万t/a （3）矿井采掘工作面能力：201万t/a （见附表中：核井10表）
3.8通风系统能力核定
3.8.1矿井通风概况
1）矿井通风方式、方法
中央分列抽出式机械通风，矿井安装了两台由山西省运城安瑞节能风机有限公司生产的FBCDZ-№-18型风机。掘进工作面通风局扇采用FBD №5.6/2×11KW 对旋轴流风机，通风方式采用压入式独立供风。
2） 矿井进、回风井筒数量及风量
矿井进风平硐二个，回风立井一个。矿井总进风量3118m 3/min，总回风量3201 m3/min。
3） 矿井需风量、实际风量、有效风量
矿井需风量2820.08m 3/min，实际风量3118m 3/min，有效风量2709m 3/min。 4） 矿井瓦斯鉴定等级，瓦斯的绝对、相对涌出量
矿井瓦斯等级为低瓦斯矿井，矿井瓦斯相对涌出量1.33m 3/t，绝对涌出量1.10m 3/min。
5） 主通风设备运行参数、风量、风压、通风阻力、等级孔及检测情况 （1）主扇及备用主扇型号FBCDZ-6-№18，功率2×75kW ，额定风量2412~3352m3/min，风压587.27 Pa。
（2）2008年3月20日由内蒙古安科安全生产检测检验有限公司对主通风机进行了检验，该检验单位具有国家具备国家规定的资质，并以编号为内安C/TFJ09/K-0018和C/TFJ09/K-0-19分别出具检验报告，检验结果为合格。
3.8.2 核定通风系统能力必备条件
1）矿井通风系统合理、完整，通风设施齐全可靠；
2）井下有完善的消防洒水系统；井下主要采用注氮防灭火工艺； 3）矿井配备了监测监控系统，系统灵敏、可靠；
4）矿井安装两台同等能力的主要通风机，主通风机经内蒙古安科安全生产检测检验有限公司检验合格，检测结果合法有效，检验周期有效；
5）主通风机仪器仪表齐全； 6）矿井瓦斯管理符合有关规定。 3.8.3 通风能力核定计算过程及结果
矿井需要风量计算
根据本地区和该矿井实际情况，根据《生产能力核定指南》矿井需风量为采掘工作面需风量与硐室需风量、其它地点需风量之和，包括按规定配备的备用工作面需风量。
1）采煤工作面所需风量：
（1）按采煤工作面气象条件计算需要风量：
Q cf =60⨯70%⨯v cf ⨯S cf ⨯k ch ⨯k cl =60×70%×1×12.61×1.2×1.1 =699.1m3/min
式中：Q cf —采煤工作面需要风量，m 3/min；
v cf —采煤工作面的风速，按采煤工作面进风流的温度选取，1.0m/s； S cf —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，m 2；
K ch —采煤工作面采高调整系数，取1.2； K cl —采煤工作面长度调整系数，取1.1； 70%—有效通风断面系数。
（2）按工作面瓦斯涌出量计算需要风量： Q cf ＝100×q cg ×k cg =100×0.15×3.19＝47.9m 3/min
式中：q cg —采煤工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量，0.15m 3/min。
k cg —采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，正常生产时连续观测1
个月，日最大绝对瓦斯涌出量和月平均日绝对瓦斯涌出量的比值。
100—按采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1%的换算系数。 （3）按照二氧化碳涌出量计算
0.13×1.5＝19.5m 3/min Q cf =67⨯q cc ⨯k cc =100×式中：
q cc —采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，0.13m 3/min； k cc —采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，正常生产时连续观测1个月，日最大绝对二氧化碳涌出量和月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值；
67—按采煤工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5%的换算系数。 （4）按工作人员数量验算
40=160 m3/min Q cf ≥4N cf =4×
式中：N cf －采煤工作面同时工作的最多人数，人；
4－每人需风量，m 3/min；
根据以上计算，采煤面供风量为699.1m 3/min （5）按风速进行验算： ①验算最小风量
0.25×9.5=142.5 m3/min Q cf ≥60⨯0.25S cb =60×
3.2×70%=9.5 m3/min S cb =l cb ⨯h cf ⨯70%=4.24×②验算最大风量
4×8.15=1956 m3/min Q cf ≤60⨯4.0S cs =60×
3.2×70%=8.15m3/min S cs =l cs ⨯h cf ⨯70%=3.64×
③综合机械化采煤工作面，采煤机喷雾降尘等措施后，验算最大风量
5×8.15=2445m3/min Q cf ≤60⨯5S cs =60×
式中：S cb —采煤工作面最大控顶有效断面积，m 2；
l cb —采煤工作面最大控顶距，4.24m ； h cf —采煤工作面实际采高，3.2m ； S ch —采煤工作面最小控顶有效断面积，m ；
l cs —采煤工作面最小控顶距，3.64m ； 0.25—采煤工作面允许的最小风速，m/s； 70%—有效通风断面系数；
4.0—采煤工作面允许的最大风速，m/s； 5.0—采煤工作面允许的最大风速，m/s；
根据以上计算和校验，采煤面供风量为699.1m 3/min
2）备用工作面所需风量：Q 备=1/2Q采=1/2×699.1=349.55m3/min 3）掘进工作面所需风量： （1）按瓦斯涌出量计算
0.12×5.75=69m3/min Q hf =100⨯q hg ⨯k hg =100×
式中：q hg —掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量，0.12m 3/min； k hg —掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日绝对瓦斯涌出量的比值；
100—按掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1%的换算系数。 （2）按二氧化碳涌出量计算
0.1×7=46.9 m3/min Q hf =67⨯q hg ⨯k hg =67×
式中：q hg —掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量，0.1m 3/min； k hg —掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对二氧化碳涌出量与月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值；
67—按掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1%的换算系数。 （3）按局部通风机实际吸风量计算需风量
两个掘进工作面断面和局部通风机相同，局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积10m 2。
Q hf =Qaf ×I+60×0.25S hd =200×1+60×0.25×10=350m3/min Q af —局部通风机实际吸风量，200m 3/min I —掘进工作面同时通风的局部通风机台数；
0.25—有瓦斯涌出的岩巷，半煤岩巷允许的最低风速； S hd —局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，m 2；
（4）按掘作业人数验算
15=60 m3/min Q cf ≥4N cf =4×
式中：N cf －掘进工作面同时工作的最多人数，30人；
4－每人需风量，m 3/min；
根据以上计算选取最大值，掘进工作面需风量确定为350m 3/min。 （5）按风速进行验算： ①验算最小风量
0.25×10=150m3/min Q af ≥60⨯0.25S hf =60×②验算最大风量
4×10= 2400m3/min Q cf ≤60⨯4.0S cs =60×
式中：S hf —掘进工作面巷道的净断面积，10m 2；
经验算0.25m/s＜0.55m/s＜4m/s，符合《煤矿安全规程》第101条的要求。 4）硐室及其他需风量
井下硐室及其他用风地点需风量Q=180m3/min 5）矿用防爆无轨胶轮车实际需风量 井下同一地点运行胶轮车为2台
ΣQ d l =Qd l =5.44×N dl ×P dl ×k dl =5.44×（55×1×1+55×1×0.75）＝523.6m 3/min
式中：Q d l—该地点矿用防爆无轨胶轮车尾气排放稀释需要的风量，m 3/min； N dl —该地点矿用防爆无轨胶轮车的台数，2台； P dl —该地点矿用防爆无轨胶轮车的功率，kW ；
k dl —配风系数，该地点使用1台矿用防爆无轨胶轮车运输时，取1.0。同时使2台时，取0.75。同时使3台时，取0.50。
5.44—每千瓦每分钟应供给的最低风量，m 3/min； 6）全矿需风量
Q ra ≥（∑Q cf +∑Q hf +∑Q ur +∑Q sc +∑Q rl ）⨯k aq
=（699.1+349.55+350+350+523.6+180）×1.15=2820.08 m3/min 式中：Q ra —矿井需要风量，m 3/min；
Q cf —采煤工作面实际需要风量，m 3/min； Q hf —掘进工作面实际需要风量，m 3/min； Q ur —硐室实际需要风量，m 3/min； Q sc —备用工作面实际需要风量，m 3/min； Q rl —其他用风巷道实际需要风量， m 3/min；
k aq —矿井通风需风系数（抽出式k aq 取1.15~1.20，压入式k aq 取1.25~1.30）。 考虑1.15的矿井需风系数，矿井总需风量为2820.08m 3/min 矿井通风能力计算
使用方法二：由里向外核算。 （1）单个采煤工作面年产量计算：
10-4×143.2×3.2×1.27×12.6×0.95=2A ci =330⨯10-4⨯l ci ⨯h ci ⨯r ci ⨯b ci ⨯c ci =330×29.9
式中：A ci —第i 个采煤工作面年产量，万t/a； l ci —第i 个采煤工作面平均长度，m ；
h ci —第i 个采煤工作面煤层平均采高，放顶煤开采时为采放总厚度，m ； r ci —第i 个采煤工作面原煤视密度，t/m3； b ci —第i 个采煤工作面平均日推进度，m/d；
c ci —第i 个采煤工作面回采率，%，按矿井设计规范和实际回采率选取小值。 （2）两个掘进工作面年产量计算：（该矿井两掘进工作面断面相同） 10-4×10×1.27×38.3=16.06万t/a A hi =330⨯10-4⨯S hi ⨯r hi ⨯b hi =330×
式中：A hi —第i 个掘进工作面年产量，万t/a； S hi —第i 个掘进工作面纯煤面积，m 2； r hi —第i 个掘进工作面原煤视密度，t/m3； b hi —第i 个掘进工作面平均日推进度，m/d； （3）矿井通风能力计算
A pc =∑A ci +∑A hi =229.9×1+16.06×2=262万t/a 矿井通风能力验证
（1）矿井主要通风机性能验证
矿井实际总回风量3201 m3/min，风压587.27 Pa，对照风机特性曲线及工况点，主扇风机风压小于额定风压，符合安全规定；由主要通风机性能特性曲线可以看出，主扇现运行的工况点处在合理范围之内，运行稳定。
（2）矿井通风网络验证
井下各巷道、用风地点风流方向稳定，风量能满足要求，各地点风速满足要求。矿井实际总回风量比较大，通风阻力不大。矿井实际总进风3118m 3/min，总回风量3201m 3/min，等级孔为2.75，这说明矿井通风较容易，通风网络中的通风阻力分配合理且与风量相匹配。因此，通风网络能力能够满足生产安全的需要。
（3）用风地点有效风量验证
矿井总进风量3118m 3/min，有效风量2709m 3/min，矿井总需风量2820.08 m 3/min。矿井内各用风地点的有效风量满足要求，井巷中的风流速度、温度全部符合《煤矿安全规程》的有关规定。
表3-1 矿井主要用风地点有效风量验证表
（4）稀释瓦斯能力验证
矿井瓦斯等级鉴定为低瓦斯矿井，根据瓦斯等级鉴定结果，在正常通风情况下，工作面进、回风巷瓦斯含量极低，生产过程中从未出现过瓦斯超限和瓦斯积聚想象。
该矿安装KJ83N 型矿井安全监控系统，在一年多的运行中未出现瓦斯超限报警现象，矿井通风能满足稀释排放瓦斯的需要，各地点瓦斯浓度符合《煤矿安全规程》的有关规定。
表3-2 矿井稀释瓦斯能力验证表
确定矿井通风核定能力
矿井通风系统能力核定为262万t/a
（见附表中：核井11-1表、11-2表、11-3表）
3.9 地面生产系统能力核定
3.9.1 概述
井下煤通过主井DT Ⅱ型胶带运输机→ DTII100 /40 型上仓皮带→矿井地面SGB1000/90 型筛分栈桥，将块煤、末煤经筛分栈桥直接落到地面储煤厂，装载机装车，汽车外运。
3.9.2核定地面生产系统必备条件
经查地面生产系统完善，运行正常符合地面生产系统基本条件。 3.9.3 地面生产系统能力核定计算过程及结果
根据地面生产运输环节、设备及装车运输等情况，选择计算公式、选取参数 1）按汽车外运能力
A=330×10-4A 1·K 1·T=330×10-4×810×0.9×18=433万t/a 式中：A —年装车外运量，万t/a；
K 1—运输不均匀系数，取0.9； T —每日装车作业时间，18h/d；
G ⋅n 45⨯3
A 1—小时装车能力，按A 1=810t/h =60
t 1+t 22+8
G —每辆汽车平均载重，45 t；
n —可同时作业装车车位数4，考虑检修系数，n 取3； t 1—每辆车调车作业时间2min ； t 2—每辆车平均装车时间8min 。
汽车外运能力433万t/a 2）按上仓皮带运输能力
单条皮带运输能力：
400⨯1.02⨯2.5⨯0.9⨯0.97⨯18k ⋅B 2⋅V ⋅r ⋅C ⋅t
=330=432万t/a Α=33044
10⨯1.210⋅k 1
式中：A —输送机能力，万t/a
B —输送机带宽：B=1m。
k —输送机负载断面系数k ，取400； v —输送机带速：v=2.5m/s ； r —松散煤容积重r ，取0.9t/m3； t —日提升时间t ，取18h ； C —输送机倾角系数C ，取0.97； k 1—运输不均匀系数，取1.2。
按运输量计算，则为：
A=330⋅t ⋅Q =330×18×400=237.6万t/a 式中：A —输送机能力，万t/a；
t —日提升时间t ，取18h ； Q —胶带机小时运输能力，t/h。
上仓皮带运输能力为432万t/a 3）按地面筛分车间震动筛能力
地面筛分为1台SGB/1000-90型筛分挂板运输机，单台设备处理能力400t/h，日运行时间t 取18小时；则A 1=330×18×400=237.6万t/a。
4）地面储煤量
地面无筒仓，筛分煤直接落地，煤场储量为3万吨，储存能力3÷（200/330）=5（天），符合3-7要求。
根据地面各运输环节能力，将各运输环节能力的最小值确定地面生产系统核
定能力即：237万t/a。
（见附表中：核井12表）
3.10压风、灭尘、通信等系统核查情况
3.10.1压风系统
现矿井在地面风井机房，安装一台SM-455A （MLGF-9.6/0.8-55G）型隔爆式移动压风机，电动机功率为55kW 。压风机的冷却是通过风冷实现的，具有断油和排气超温保护， 100mm 的压风管路沿风井入井，系统运行正常，满足生产要求。
3.10.2 防尘洒水系统
矿井在井田东南部，主斜井的东南侧附近设置300m 3的高位静压洒水池，以保证入井防尘洒水装置的工作压力。井下洒水干路采用DN100mm, 的无缝钢管，沿主斜井敷设，支路采用DN50mm 的无缝钢管，供给井下各用水地点。主斜井胶带运输机头设置喷雾洒水系统，各带式输送机卸载、转载处均设喷雾洒水装置。主运大巷、辅运大巷、1408运输顺槽消防洒水管路每隔50m 设一个三通阀门，其它管路每隔100m 设一个三通阀门。矿井在主斜井、副斜井、主运大巷、辅助运输大巷、回风大巷、1408综采煤工作面运输回风两顺槽、掘进巷道布设隔爆水棚，避免粉（煤）尘飞扬。主要巷道设有风速监测传感器，检测巷道风速，发现超限，及时处理，抑制生产性煤尘飞扬，并定期对主要大巷进行除尘冲洗、刷浆。
生产给水系统如下：
矿井水→旋流除砂器→调节池→提升泵→净化车间→生产水池→用于井下消防、洒水及其它生产用水。
3.10.3通信系统
矿井选用SP300N-PM 交换机一台，井下安装12部电话，地面安装43部电话，电缆沿副井引入井下回采工作面、皮带机头等地方均安装有本质安全型电话机，地面调度室、变电室、风机房、主机皮带头等处均安装有电话机，通讯电缆在入井处设避雷器。矿井设有KJ237型人员定位系统，能够监视作业人员的作业位置。矿井行政、调度通信系统运行正常，满足安全生产要求。
3.11矿井安全程度，监测、监控等安全设施核查情况
矿井各生产系统与辅助生产系统运行正常，配套的安全设施运行正常，以及辅助设施、设备齐全，满足安全生产要求。
矿井安装有KJ83N 型安全监控系统一套，系统设工控主机2台、系统电源有一趟电源供电，井上下监测分站、相应传感器和传输送接口组成。本矿井下设KGY-002A 型甲烷传感器10个，GTH100/500型一氧化碳传感器12个，型温度传感器4个，GFC-15型风速传感器4个，GPD1/5负压传感器4个, 烟雾传感器4个, 煤位传感器1个, 粉尘传感器1。另外，还选用GKT-L 型开停传感器8个和GFK-L 型风门传感器4个。系统设KJF-39型分站9台，系统各种状态下的监测、报警、显示、储存、报表功能齐全，系统具有软件故障闭锁功能，配备有不间断电源，系统运行正常，煤矿配备的安全监测仪器、仪表，满足生产要求。
矿井监控电缆沿主井敷设，在入井前设避雷器。
监控室设有工业视频系统。
四、煤矿生产能力核定结果
4.1 矿井各环节能力核定结果分析
（1）提升系统能力核定：237万t/a
（2）井下排水系统能力核定：304万t/a
（3）供电系统能力核定：210万t/a
（4）井下运输系统能力核定：237万t/a
（5）采掘工作面生产系统能力核定：201万t/a
（6）通风系统能力核定：262万t/a
（7）地面生产系统能力核定：237万t/a
4.2 煤矿资源储量保障程度分析
截止2009年12月31日，保有资源储量1113万吨，现剩余可采资源储量547万吨。按照矿井本次核定生产能力为200万吨计算，矿井剩余服务年限为2.1年。
4.3 煤矿生产能力核定结果
根据各个系统的生产能力，最终核定的矿井生产能力为200万t/a。
4.4 导致煤矿生产能力变化的因素
由于煤矿在建设过程中设备能力选型较大，生产能力提升空间较大，这是煤矿生产能力变化的原因之一。其次是采掘工作面设备均选用国内先进设备，故障率低，开机率及循环进尺较设计有很大提高。第三，煤矿提前做好工作面回撤通道，回撤工艺较设计有较大改进，而且搬家倒面工作由集团公司专业化队伍负责，减少了回撤安装时间，增加了采煤队实际作业天数，使得生产能力有较大的提高，在生产能力核定时，各系统所均能满足200万t/a生产能力。
五、问题及建议
5.1 各生产能力存在的主要问题
1） 煤矿井下辅助运输采用的是无轨胶轮车运输方式，在安全管理、规章制度等方面存在不足；
2）掘进工作面没有超前支护。
5.2 建议采取的整改措施
1）由于矿井采用无轨胶轮车作为辅助运输，当车辆通过巷道时使得通风断面减少，车辆四周的风速增加，容易激起粉尘，所以应定期对辅助运输巷道进行冲洗、清理，减少粉尘飞扬。
2）无轨胶轮车司机应定期对制动、灯光进行检查，车上应配备车辆跟踪监视系统及信号闭锁系统，确保运输安全。
3）加强掘进工作面的顶板管理，按《煤矿安全规程》规定，应增设前探梁支护或超前支护；锚杆支护质量必须符合安全质量标准化要求；定期对锚杆拉力进行试验，