煤矿生产能力核定标准 #
第一章 总 则 #
第一条 为科学核定煤矿生产能力,依据有关法律、法 规、规章、标准和技术政策,制定本标准。
第二条 煤矿核定生产能力以万 t/a 为计量单位,年工 作日按 330d 计。
第三条 核定煤矿生产能力应当逐项核定各主要生产 系统(环节)的能力,取其中最小能力为煤矿综合生产能力, 同时核查煤炭资源可采储量、服务年限以及是否具备《煤矿 企业安全生产许可证实施办法》规定的安全生产条件。
井工煤矿主要核定提升系统、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、瓦斯抽采系统和地 面生产系统的能力。矿井压风、防灭火、防尘、通信、监测 监控、降温制冷系统能力和地面运输能力、选煤厂洗选能力 等作为参考依据,应当满足核定生产能力的需要。
矿井发生煤与瓦斯突出、冲击地压等事故, 灾害等级升 级或工作面回采深度突破 1000m 的,需重新评估并核定生产 能力时,取安全生产系数 0.85,且不得增加生产能力。
露天煤矿主要核定钻爆、采装、运输、排土等环节的能 力。防尘、防灭火、供电、疏干排水、边坡防护、地面生产 系统的能力作为参考依据,应当满足核定生产能力的需要。
第四条 核定煤矿生产能力所用参数,必须采用已公布 或批准的生产技术指标、现场实测和合法检测机构的测试数 据。
第二章 资源储量及服务年限核查 #
第五条 煤矿资源储量核查内容及标准:
(一)有依法认定的资源储量文件。
(二)有上年度核实或检测的资源储量数据。
(三)采(盘)区回采率达到规定标准。
(四)安全煤柱的留设符合有关规定。
(五)开拓煤量、准备煤量、回采煤量符合要求。
(六)上行开采及特殊开采的论证文件。
(七)厚薄煤层、难易开采煤层、不同煤种煤质煤层合 理配采。
(八)按规定批准的资源储量的增减情况(注销、报损、 地质及水文地质损失和转入、转出等)。
(九)无超层越界开采行为。
第六条 提高煤矿核定生产能力应有资源保障,核定生 产能力后的服务年限应与煤矿设计规范一致。已完成资源整 合、通过能力核增可达到中型及以上规模的煤矿, 剩余服务 年限不得少于 10 年。实施综合机械化改造的煤矿核定后的 服务年限原则仅作为参考依据。
第三章 提升系统生产能力核定 #
第七条 核定主、副井提升系统能力必须具备下列条 件:
(一)提升系统设备、设施配套完整,符合有关规程规 范要求,经具备资质的检测检验机构测试合格,并出具报告。
(二)提升系统保护装置完善,运转正常。
(三)提升系统技术档案齐全, 各种运行、维护、检查、 事故记录完备。每日强制性检查和维护时间应不小于 2~4h。
第八条 主井提升系统核定生产能力的范围及运行时 间:
(一)主井提升能力是指从主井底到达地面的提升系统 的能力。
(二)主井提升能力按年工作日 330d、每日提升时间 16h 计算。采用定量装载并实现数控自动化运行、提升机滚 筒直径在 2m 以上的主井,以及采用带式输送机提升且设有 井底煤仓的主井,每日提升时间可按 18h 计算。
第九条 主井提升系统能力核定公式及标准:
(一)主井采用箕斗、矿车提升时,提升能力核定按下 式计算:

式中 A——主井提升能力,万t/a;
b——年工作日,330d;
t——日提升时间,按第八条规定选取;
PM——每次提升量,t/次;
K——装满系数,立井提升取 1.0,当为斜井串车或 箕斗提升时,倾角 20°及以下取 0.95、20°~25° 取 0.9 、25°以上取 0.8;
k1——提升不均衡系数,有井底煤仓时取 1.1,无井 底煤仓时取 1.2;
k2——提升设备能力富余系数,取 1.15;
T——提升 1 次循环时间,s/次(现场实测时,取 3 次实测的平均值)。
(二)主井采用带式输送机提升时,提升能力核定按下 式计算:
1.钢绳芯胶带(或普通胶带)输送机:

式中 A——年运输能力,万t/a;
k——输送机负载断面系数,按表 3-1 取值:
表 3-1 输送机负载断面系数
| 物料煤动堆积角( $\theta$ ) / (°) | 25 | 30 | 35 |
|---|---|---|---|
| k | 带宽/ mm | 650 | 355 |
| 800~1000 | 400 | 435 | 470 |
| 1200~1400 | 420 | 455 | 500 |
| 1600~1800 | 470 | 520 | |
| 2000~2200 | 480 | 535 |
B——输送机带宽,m; v——输送机带速,m/s;
C——输送机倾角系数,按表 3-2 取值:

注 : 表 中 取 值 与 《 带 式 输 送 机 工 程 技 术 标 准 》 (GB50431—2020)规定一致。
k1——运输不均衡系数,取 1.2;
γ——松散煤堆容积密度,t/m3,取 0.85~0.9;
t——日提升时间,按第八条规定选取;当乘人时, 应扣除运送人员时间。
2.钢丝绳牵引输送机:

式中 k’+k"——输送机负载断面系数,按表 3-3 取值:
表 3-3 输送机负载断面系数
| 物料煤动堆积角( $\theta$ ) / (°) | 25 | 30 |
|---|---|---|
| k’+k" | 180+125 | 220+130 |
其他字母含义与钢绳芯胶带(或普通胶带)输送机计算 公式相同。
3.实测的输送机能力计算公式:

式中 w——单位输送机长度上的负载量,kg/m。该参数实 测时,应根据在用输送机实际情况,同时观察 电流变化情况和电动机、减速器等的运行情况, 找出其变化规律后,确定准确的计算参数。
其他字母含义与钢绳芯胶带(或普通胶带)输送机计算 公式相同。
第十条 副井提升系统能力核定的范围及运行时间:
(一)副井提升系统能力是指从副井底到达地面的提升 系统的能力。
(二)副井提升能力按年工作日 330d、三班作业、班最 大提升时间 5h 计算。
第十一条 副井提升系统能力核定公式:

式中 A——副井提升能力,万t/a;
R——出矸率(矸石与产量的重量比),%;
PG——每次提矸石重量,t/次;
TG——每次提矸循环时间,s/次;
M——吨煤用材料比重,% ;
PC——每次提升材料重量,t/次;
TC——每次提升材料循环时间,s/次;
D——提升其他材料次数,每班按 5~10 次计(指下炸 药、设备、长材等);
TQ——每次提升其他材料循环时间,s/次;
TR——每班人员上下井总时间, s/班。工人每班下井 时间,取实测最大值。升降工人时间为工人下 井时间的 1.5 倍,有综采工作面的矿井为 1.6~1.8 倍(全部为综采的取大值);升降其他 人员时间为升降工人时间的 20%。
第十二条 混合井提升系统能力核定的范围及运行时 间:
(一)混合井提升能力是指从承担矿井主副提升任务的 混合井底到达地面的提升系统的能力。
(二)混合井提升能力按年工作日 330d、三班作业、班 最大提升时间 6h 计算。
第十三条 混合井提升系统能力核定公式:

式中 A——混合井提升能力,万t/a;
R——出矸率(矸石与产量的重量比),% ;
PG——每次提矸石重量,t/次;
TM——每次提煤循环时间,s/次;
PM——每次提煤重量,t/次;
TG——每次提矸循环时间,s/次;
M——吨煤用材料比重,%;
PC——每次提升材料重量,t/次;
TC——每次提升材料循环时间,s/次;
D——提升其他材料次数,每班按 5~10 次计(指下炸
药、设备、长材等);
TQ——每次提升其他材料循环时间,s/次;
TR——每班人员上下井总时间, s/班,与副井提升能 力核定相关规定相同;
k1——提煤和提矸不均衡系数,取 1.25。
第四章 井下排水系统生产能力核定 #
第十四条 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)按规定进行矿井水文地质类型划分,有依规审批 的矿井水文地质类型划分报告提供的正常涌水量和最大涌 水量,以及近 5 年正常生产期间的实际涌水量数据。
(三)排水设施各种运行、维护、检查、事故记录完备, 有每年雨季前的一次全部工作水泵和备用水泵联合排水试 验报告。
(四)水文地质类型复杂、极复杂或有突水淹井危险的 矿井,应在井底车场周围设置防水闸门或者在正常排水系统 基础上另外安设由地面直接供电控制,且排水能力不小于最 大涌水量的潜水泵排水系统。在其他有突水危险的采掘区 域,应当有防突(透)水设施或措施。
第十五条 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,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。分区建设独立排水系统的矿井,排水 能力根据分区预测的正常涌水量和最大涌水量计算。
(二)取经审批的矿井水文地质类型划分报告提供的涌 水量和近 5 年正常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%,检修 水泵的能力,应当不小于工作水泵能力的 25%。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, 主要水仓容量必须符合以下计算要求:
1.正常涌水量在 1000m3/h 以下时:
V≥8Qs
2.正常涌水量大于 1000m3/h 时:
V≥2(Qs+3000)
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。
采(盘)区水仓有效容量应当能容纳 4h 的采(盘)区 正常涌水量。
(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:
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;
Pn——按经审批的矿井水文地质类型划分报告提供的 正常涌水量和近 5 年矿井正常生产年份实际正 常涌水量的最大值,计算年度平均日产吨煤(扣 除主动停产、限产等因素影响)所需排出的正 常涌水量,m3/t。
2.矿井最大涌水量排水能力:
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实际小时排水能力,m3; Pm——按经审批的矿井水文地质类型划分报告提供
的最大涌水量和近 5 年矿井正常生产年份实际 最大涌水量的最大值,计算年度平均日产吨煤 (扣除主动停产、限产等因素影响) 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。
第五章 供电系统生产能力核定 #
第十六条 核定供电系统能力必须具备下列条件:
(一)供电系统合理,设备、设施及保护装置完善, 技 术性能符合规定要求,运行正常。
(二)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。
(三)矿井应有两回路独立的、不得分接任何负荷的电 源线路,两回路应均能担负矿井全部用电负荷。
(四)单回路电源供电时,应有满足通风、排水、提升 等要求,并保证主要通风机等在 10min 内可靠启动和运行的 备用电源。
第十七条 供电系统能力核定的主要内容和标准:
(一)正常情况下,两回路电源线应采用分列运行的方 式。当采用一回路运行时,另一回路必须带电备用。能力核 定计算为工作线路和工作变压器的折算能力,备用线路、备 用变压器、备用发电机组不计入供电容量。
(二)电源线路的供电能力,需符合允许载流量的要求, 并应满足线路电压降不超过 5%的规定。
(三)电源线路能力核定按下式计算:
式中 AX——电源线路的折算能力,万t/a;
P——线路合理、允许的供电容量, kW,按线路允 许的载流量和线路电压降不超过 5%取最小值 计算;
w——矿井吨煤综合电耗,kWh/t,取上一生产年度 (扣除主动停产、限产等因素) 的实际吨煤综 合电耗。
(四)主变压器能力核定按下式计算:
式中 Ab——变压器的折算能力,万t/a;
S——工作变压器容量,kVA;
Ψ——全矿井的功率因数,取 0.9~0.98;
w——矿井吨煤综合电耗,kWh/t,同电源线路能力 核定计算式采用数。
取(三)、(四)项计算结果较小值为矿井供电系统能力。
(五)井筒电缆可不折算矿井生产能力,但需保证当任 何一回路发生故障或停止供电时,其余回路仍能担负井下全 部负荷用电,安全载流量及电压降均符合要求。
第六章 井下运输系统生产能力核定 #
第十八条 核定井下运输系统能力必须具备下列条件:
(一)井下运输系统完善,保护齐全,运转正常。
(二)倾斜井巷内按规定装备有完善、有效的防跑车及 跑车防护装置。
(三)各种行车、调度信号设施齐全,安全标志齐全、 醒目,车场、巷道内照明符合规定。
(四)井下采用无轨胶轮车运输的,所用设备必须为防 爆型。
(五)井下轨道运输仅承担辅助运输时,不核定其能力。
第十九条 井下运输系统能力核定的主要内容和标准:
(一)井下运输系统能力主要包括工作面顺槽、上(下)
山、集中巷、暗斜井、大巷的运输能力。
(二)核定井下运输系统能力时,若实测数据大于设备 额定能力,以设备额定能力为准;若实测数据小于设备额定 能力,以实测数据为准。
(三)井下运输系统中最小的环节(或设备)能力为井 下运输系统的核定能力。
(四)井下运输系统有多个独立的系统时,其核定能力 为各独立系统最小环节能力之和。
(五)当采用带式输送机运输时,核定能力按主井提升 带式输送机核定方法和计算公式计算,其中 k1 不均匀系数取
1.1,大巷为平巷运输时,倾角系数 C 取 1.0。
(六)当采用电机车运输时,大巷运输及井底车场通过 能力按下式计算:

式中 A——大巷运输及井底车场通过能力,万t/a;
N——每列车矿车数,辆/列;
G——每辆车载煤量,t/辆;
R——通过大巷运输矸石、材料、设备、人员等占原 煤运量比重,%;
k1——不均衡系数,取 1.15;
T——大巷中相邻两列车间隔时间,min/列,按下式计算:

式中 L——大巷运输距离,m;
v——列车平均运行速度,m/min;
t1——装车调车时间(含中途停车时间),min;
t2——卸载调车时间,min;
n——运煤列车的列数,列。
(七)当采用无轨胶轮车作为井下主要运输时,其能力 核定按下式计算:

式中 A——运输能力,万t/a;
t——每天工作时间,取 16h;
G——胶轮车载重量,t/台;
k1——运输不均衡系数,取 1.2;
n——胶轮车平均日工作台数,台;
T——运输 1 次循环时间,min/次,按下式计算:

式中 L——加权平均运输距离,m;
v——胶轮车平均运行速度,m/min;
t1——装车调车时间(含中途停车时间),min;
t2——卸载调车时间,min。
用该公式计算出结果后,须按下式验算井底车场和大巷 通过能力,然后取其小者为矿井运输能力:

式中 A——井底车场和大巷通过能力,万t/a;
G——胶轮车载重量,t/次;
kx——运输线路系数,单线时为0.5,完全形成环线时 为 1;
R——运输矸石占原煤比重,%;
k1——不均匀系数,取 1.2;
T——大巷中相邻两车间隔时间,min,取 1。
(八)当采用无轨胶轮车作为辅助运输时,其能力核定 按下式计算:
A = 
式中 A——辅助运输核定能力,万t/a;
M——吨煤用材料比重,%;
PC——每次运材料重量,t/次;
tC——运材料车间隔时间,s;
D——每班运其他材料次数,次/班,按 5~10 次计(指 运炸药、设备、长材料等);
tQ——运其他材料车间隔时间,s;
tR——每班人员进出井车辆间和与其他车辆间隔时间 总和,s;
R——矸石占原煤产量的比重,%;
PG——每次运矸石重量,t/次;
tG——运矸石车间隔时间,s;
kx——运输线路系数,单线时为0.5,完全形成环线时
为 1,平硐以下形成环线时为 0.8。
按上式计算时应满足以下条件:
1.进出井运人车辆间和与其他车辆间隔时间按 60s 计算。
2.运送其他人员车辆间隔时间为 60s。
3.材料车相互间隔时间按 60s 计算。
(九)所有使用内燃无轨胶轮车运输的矿井必须按车辆 尾气排放量和巷道中废气浓度核算合理的车辆使用数,以确 定矿井的最大运输能力。
(十)暗立(斜)井运输能力按第九条、第十一条、第 十三条有关公式计算。
第七章 采掘工作面生产能力核定 #
第二十条 核定采掘工作面能力必须具备下列条件:
(一)采掘工作面个数必须符合《煤矿安全规程》等规 定和要求。
(二)严格按批准的定编定员标准组织生产。
(三)采煤工作面必须为正规开采,采煤方法不属于国 家明令禁止范围。
(四)高瓦斯、突出、有容易自燃或者自燃煤层的矿井, 采用后退式采煤方法(充填开采的除外)。
(五)冲击地压矿井应符合《煤矿安全规程》和《防治 煤矿冲击地压细则》的规定, 开采冲击地压煤层时,在应力 集中区内不得布置 2 个工作面同时进行采掘作业。2 个掘进
工作面之间距离不小于 150m、采煤工作面与掘进工作面之 间距离不小于 350m,2 个采煤工作面之间距离不小于 500m。
(六)采区生产必须形成完整的通风、排水、压风、供 电、运输等生产、安全系统, 采区进、回风巷必须贯穿整个 采区,严禁非正规下山开采。
(七)必须保证回采工作面的正常接续,均衡稳定生产, “三量”可采期符合有关规定。开拓煤量: 煤与瓦斯突出矿井、 水文地质类型极复杂矿井、冲击地压矿井不得小于 5 年;高 瓦斯、水文地质类型复杂矿井不得小于 4 年;其他矿井不得 小于 3 年。准备煤量: 水文地质类型复杂和极复杂矿井、煤 与瓦斯突出矿井、冲击地压矿井、煤巷掘进机械化程度与综 合机械化采煤程度的比值小于 0.7 的矿井不得少于 14 个月; 其他矿井不得小于 12 个月。回采煤量: 2 个及以上采煤工作 面同时生产的矿井不得小于 5 个月;其他矿井不得小于 4 个 月。
(八)采煤工作面回采率应不低于国家相关规定。
第二十一条 采掘工作面生产能力核定的主要核查内 容:
(一)核查矿井各可采煤层厚度、煤层结构、煤层倾角、 层间距、期末可采储量,以及矿井开拓方式、采煤方法、采 煤工艺、生产水平、采(盘)区等情况。
(二)核查生产采(盘)区和准备采(盘) 区地质勘探 情况及构造、煤层赋存情况, 核查煤层顶底板、采(盘) 区 巷道布置以及采掘工作面数量、位置、工艺等情况。
第二十二条 采掘工作面生产能力的核定:
根据当年矿井生产和今后 3 年采掘(抽)接续安排、采 煤工艺、采掘机械化程度等情况,分别计算采煤工作面生产 能力和掘进煤量,确定采掘工作面生产能力。各参数的取值 可参考前几年的实际情况和今后 3 年采掘(抽)接续安排, 不得以增加工作面个数提高采掘工作面生产能力。核增生产 能力时,600 万 t/a 以下矿井回采工作面最多按 2 个计算,600 万 t/a 及以上矿井回采工作面最多按 3 个计算;核减生产能 力时,回采工作面最多按 3 个计算。
实行瓦斯抽采的矿井须满足抽掘采平衡要求,冲击地压 矿井须确保安全推进速度。
(一)采煤工作面能力计算公式:
式中 AC ——采煤工作面生产能力,万t/a;
l——采煤工作面后 3 年平均长度,m;
h——采煤工作面煤层平均采高, m,放顶煤开采时 为采放总厚度;
r——原煤视密度,t/m3;
b——采煤工作面平均日推进度,m/d;
n——年工作日数,d,取 330d;
N——正规循环作业系数,应根据地质条件、采煤设 备技术性能、生产组织和职工素质等因素确定, 一般取 0.8~0.9;
c——采煤工作面回采率,%,按实际选取;
a——采煤工作面平均个数,个。
(二)掘进煤量按掘进巷道分类长度、断面计算:

式中 AJ ——掘进煤量,万t/a;
r——原煤视密度,t/m3;
Si——第i个巷道平均纯煤面积,m2;
Li——第i个巷道年总进尺,m。
(三)矿井采掘工作面生产能力:
A= AC + AJ
第二十三条 核定采掘工作面能力时,应根据矿井开拓 和准备情况,按采(盘)区设计和工作面布置,采用表格形 式按采掘队和年份排出采煤工作面后 3 年的接续表,并按不 同图例(或不同颜色)绘制出后 3 年采掘(抽)工程计划(规 划)图,并保证工作面正常接续、采掘(抽)平衡、灾害治 理时间和效果。
第二十四条 冲击地压矿井、高温热害矿井采掘工作面 核定能力要求:
(一)冲击地压矿井应当按采掘工作面的防冲要求进行 矿井生产能力核定,在冲击地压危险区域采掘作业时,应当 按冲击地压危险性评价结果明确采掘工作面个数和安全推 进速度,确定采掘工作面的生产能力。
(二)采掘工作面空气温度超过 26℃但未采取有效降温措 施的,核定时扣除此工作面能力的 30%;采掘工作面空气温度 超过 30℃但未采取有效降温措施,核定时扣除此工作面能力。
第八章 通风系统生产能力核定 #
第二十五条 核定通风系统生产能力必须具备下列条件:
(一)必须有完整独立的通风、防尘、防灭火及安全监 控系统,通风系统合理,通风设施完好可靠。
(二)必须采用机械通风,运转主要通风机和备用主要 通风机必须具备同等能力,矿井主要通风机经具备资质的检 测检验机构测试合格。
(三)安全检测仪器、仪表齐全,性能可靠。
(四)局部通风机的安装和使用符合规定。
(五)矿井瓦斯管理必须符合有关规定。
第二十六条 通风系统生产能力核定的主要内容:
(一)核查矿井通风系统的完整性、独立性,核查生产 水平和采(盘) 区是否实行分区通风,核查采掘工作面、硐 室及井下其他独立用风地点的独立用风状况。
(二)核查矿井主要通风机的运转状况。
(三)实行瓦斯抽采的矿井,必须核查矿井瓦斯抽采系 统的稳定运行情况。
(四)有多个独立通风系统的,应分别核定通风能力, 矿井通风能力为各通风能力之和。
(五)矿井采用主要通风机联合运转通风方式的,应核 查通风系统是否稳定、可靠,风速是否符合要求。
第二十七条 矿井需要风量计算办法:
(一)生产矿井需要风量按各采掘工作面、硐室及其他
巷道等用风地点分别进行计算,包括按规定配备的备用工作 面。现有通风系统必须保证各用风地点稳定可靠供风。
式中 
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 kaq 取 1.15~1.20,
最大通风距离大于 10000m 时取 1.20;压入式 kaq 取 1.25~1.30,最大通风距离大于 10000m 时取 1.30)。
(二)采煤工作面需要风量。每个采煤工作面实际需要 风量,应按工作面气象条件、瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、 工作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:
Qcfi=60×70%×vcfi ×Scfi ×kchi ×kcli(m3/min)
式中 vcfi——第i个采煤工作面的风速,m/s,按采煤工作面
进风流的最高温度从表 8-1 中选取;
Scfi——第 i个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,m2;
kchi——第 i个采煤工作面采高调整系数,具体按表 8-2
取值;
kcli——第i个采煤工作面长度调整系数,具体按表 8-3 取值;
70%——有效通风断面系数;
60——时间单位换算产生的系数。
表 8-1 采煤工作面进风流气温与对应风速
| 采煤工作面进风流气温/ ℃ | 采煤工作面风速/(m·s-1) |
|---|---|
| < 20 | 1.0 |
| 20~23 | 1.0~1.5 |
| 23~26 | 1.5~1.8 |
| 26~28 | 1.8~2.5 |
| 28~30 | 2.5~3.0 |
表 8-2 采煤工作面采高调整系数
| 采高/m | < 2.0 | 2.0~2.5 | >2.5 及放顶煤工作面 |
|---|---|---|---|
| 系数(kch) | 1.0 | 1.1 | 1.2 |
表 8-3 采煤工作面长度调整系数
| 采煤工作面长度/m | 系数(kcl) |
|---|---|
| <150 | 1.0 |
| 150~200 | 1.0~1.3 |
| 200~250 | 1.3~1.5 |
| > 250 | 1.5~1.7 |
2.按瓦斯涌出量计算:
Qcfi=100×qcgi ×kcgi(m3/min)
式中 qcgi——第 i个采煤工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯 涌出量,m3/min(抽放矿井的瓦斯涌出量,应 扣除瓦斯抽放量进行计算);
kcgi——第 i个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,最大绝对 瓦斯涌出量和月平均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.按二氧化碳涌出量计算:
Qcfi=67×qcci ×kcci(m3/min)
式中 qcci——第 i个采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧 化碳涌出量,m3/min;
kcci——第 i个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,最大 绝对二氧化碳涌出量和月平均绝对二氧化碳 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.按炸药量计算:
(1)一级煤矿许用炸药:
Qcfi=25Acfi(m3/min)
(2)二、三级煤矿许用炸药:
Qcfi=10Acfi(m3/min)
式中 Acfi——第 i个采煤工作面一次爆破所用的最大炸药
量,kg;
25——每千克一级煤矿许用炸药需风量,m3/min;
10——每千克二、三级煤矿许用炸药需风量,m3/min。
5.按工作人员数量计算:
Qcfi=4Ncfi
式中 Ncfi——第i个采煤工作面同时工作的最多人数;
4——每人需风量,m3/min。
6.风量验算:
(1)验算最小风量:
Qcfi ≥60×0.25Scbi(m3/min)
Scbi =lcbi ×hcfi ×70%(m2)
(2)验算最大风量:
Qcfi ≤60×4.0Scsi(m3/min) Scsi=lcsi ×hcfi ×70%(m2)
(3)综合机械化采煤工作面,在采取煤层注水和采煤 机喷雾降尘等措施后,验算最大风量:
Qcfi ≤60×5.0Scsi(m3/min)
(4)按煤矿用防爆柴油动力装置机车功率验算风量:
Qcfi ≥4Ndli ·Pdli(m3/min)
式中 Scbi——第i个采煤工作面最大控顶有效断面积,m2;
lcbi——第i个采煤工作面最大控顶距,m;
hcfi——第 i个采煤工作面实际采高,m;
Scsi——第i个采煤工作面最小控顶有效断面积,m2;
lcsi——第i个采煤工作面最小控顶距,m;
Ndli——采煤工作面顺槽最多运行防爆柴油动力装置 机车的台数,台;
Pdli——煤矿用防爆柴油动力装置机车的功率,kW;
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——综合机械化采煤工作面,在采取煤层注水和 采煤机喷雾降尘等措施后允许的最大风速, m/s;
4——每千瓦每分钟应供给的最低风量,m3。
7.备用工作面实际需要风量,应满足瓦斯、二氧化碳、 气象条件等规定计算的风量,且最少不应低于采煤工作面实 际需要风量的 50%。
(三)掘进工作面需要风量。每个掘进工作面实际需要 风量,应按瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、工作人员、爆破 后的有害气体产生量以及局部通风机的实际吸风量等规定 分别进行计算,然后取其中最大值。
1.按瓦斯涌出量计算:
Qhfi=100×qhgi ×khgi
式中 qhgi——第 i个掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出 量,m3/min(抽放矿井的瓦斯涌出量,应扣除 瓦斯抽放量进行计算);
khgi——第 i个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,最 大绝对瓦斯涌出量与月平均绝对瓦斯涌出量的 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:
Qhfi=67×qhci ×khci
式中 qhci——第 i个掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳 涌出量,m3/min;
khci——第 i个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, 最大绝对二氧化碳涌出量与月平均绝对二氧 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 1.5%的换算系数。
3.按炸药量计算:
(1)一级煤矿许用炸药:
Qhfi=25Ahfi(m3/min)
(2)二、三级煤矿许用炸药:
Qhfi=10Ahfi(m3/min)
式中 Ahfi——第 i个掘进工作面 1 次爆破所用的最大炸药 量,kg。
按上述条件计算的最大值,确定局部通风机吸风量。
4.按局部通风机实际吸风量计算:
(1)无瓦斯涌出的岩巷:

(2)有瓦斯涌出的岩巷、半煤岩巷和煤巷:
Qhfi=ΣQafi+60×0.25Shdi
式中 ΣQafi——第 i个掘进工作面同时运转的局部通风机实
际吸风量的总和,m3/min;
0.15——无瓦斯涌出岩巷的允许最低风速,m/s;
0.25——有瓦斯涌出的岩巷、半煤岩巷和煤巷允许的 最低风速,m/s;
Shdi——局部通风机安装地点到回风口间的巷道最 大断面积,m2。
5.按工作人员数量计算:
Qhfi=4Nhfi(m3/min)
式中 Nhfi——第i个掘进工作面同时工作的最多人数。
6.风量验算:
(1)验算最小风量:
无瓦斯涌出的岩巷:
$$
∑Qafi≥60×0.15Shfi(m3/min)
$$
有瓦斯涌出的岩巷,半煤岩巷和煤巷:
$$
∑Qafi≥60×0.25Shfi(m3/min)
$$
(2)验算最大风量:
$$ ∑Qafi≤60×4.0Shfi(m3/min) $$ (3)按煤矿用防爆柴油动力装置机车功率验算:
$$ ∑Qafi≥4Ndli·Pdli(m3/min) $$ 式中 Shfi——第i个掘进工作面巷道的净断面积,m2;
Ndli——掘进工作面最多运行防爆柴油动力装置机车 的台数,台;
Pdli——煤矿用防爆柴油动力装置机车的功率,kW;
4——每千瓦每分钟应供给的最低风量,m3。
(四)各个独立通风硐室的需要风量,应根据不同类型 的硐室分别进行计算。
1.井下爆炸物品库需要风量计算:
$$ Q V uri =4 /60 (m3/min) $$ 式中 Vi——第i个井下爆炸材料库的体积,m3 ;
4——井下爆炸材料库内空气每小时更换次数。
但大型爆炸材料库不应小于 100 m3/min,中、小型爆炸 材料库不应小于 60 m3/min。
2.充电硐室需要风量计算:
$$ Q q hyi (m3/min) $$ 式中 qhyi——第 i个充电硐室在充电时产生的氢气量, m3/min;
200——按其回风流中氢气浓度不大于0.5%的换算系数。 但充电硐室的供风量不应小于 100 m3/min。
3.机电硐室需要风量计算:
发热量大的机电硐室,应按硐室中运行的机电设备发热 量进行计算:

式中 ΣWi——第i个机电硐室中运转的电动机(或变压器)
总功率(按全年中最大值计算),kW;
$\theta$——机电硐室发热系数,按表 8-4取值;
ρ ——空气密度,一般取 ρ=1.29kg/m3;
CP ——空气的定压比热,一般可取CP =1.006kJ/(kg·K);
Δti ——第i个机电硐室的进、回风流的温度差,K。
机电硐室需要风量应根据不同硐室内设备的降温要求 进行配风;采(盘)区小型机电硐室,按经验值确定需要风 量或取 60~80m3/min;选取的硐室风量,应保证机电硐室温 度不超过 30℃,其他硐室温度不超过26℃。
表 8-4 机电硐室发热系数($ \theta$ )取值
| 机电硐室名称 | 发热系数 |
|---|---|
| 空气压缩机房 | 0.20~0.23 |
| 水泵房 | 0.01~0.03 |
| 变电所、绞车房 | 0.02~0.04 |
(五)其他用风巷道的需要风量,应根据瓦斯涌出量和 风速分别进行计算,取其最大值。
1.按瓦斯涌出量计算:
$$ Qrli=133qrgi·krgi $$ 式中 qrgi——第 i个其他用风巷道平均绝对瓦斯涌出量, m3/min;
krgi——第i个其他用风巷道瓦斯涌出不均匀的备用风 量系数,取 1.2~1.3;
133——其他用风巷道中风流瓦斯浓度不超过 0.75%所 换算的常数。
2.按风速验算:
(1)一般巷道:
$$ Qrli≥60×0.15Srci(m3/min) $$ (2)架线电机车巷道:
有瓦斯涌出的架线电机车巷道:
Qrli ≥60×1.0Srei(m3/min) 无瓦斯涌出的架线电机车巷道:
Qrli ≥60×0.5Srei(m3/min)
式中 Srci——第i个一般用风巷道净断面积,m2;
Srei——第i个架线电机车用风巷道净断面积,m2;
0.15—— 一般巷道允许的最低风速,m/s;
1.0——有瓦斯涌出的架线电机车巷道允许的最低风 速,m/s;
0.5——无瓦斯涌出的架线电机车巷道允许的最低风 速,m/s。
3.按煤矿用防爆柴油动力装置机车需要风量验算:
$$ Qrli≥4Ndli·Pdli(m3/min) $$ 式中 Ndli——其他用风巷道最多运行防爆柴油动力装置机
车的台数,台;
Pdli——煤矿用防爆柴油动力装置机车的功率,kW;
4——每千瓦每分钟应供给的最低风量,m3。
矿井使用防爆柴油动力装置机车时,应进行风量验算, 排出的各种有害气体被巷道风流稀释后,其浓度应符合《煤 矿安全规程》的规定, 有害气体浓度超出规定范围时,应按照有害气体的允许浓度重新计算需风量。
第二十八条 通风系统生产能力计算。
矿井通风系统生产能力核定采用由里向外核算法计算。 根据矿井总进风量与第二十七条计算的矿井各用风地点的 需风量(包括按规定配备的备用工作面),计算出采掘工作 面个数,计算矿井通风系统生产能力。
(一)单个采煤工作面正常生产条件下年产量计算:
Aci = 330 ×10−4 lci × hci × i× bci × cci
式中 Aci ——第 i个采煤工作面正常生产条件下年产量,万t/a;
lci ——第i个采煤工作面平均长度,m;
hci ——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;
rci ——第 i个采煤工作面的原煤视密度,t/m3;
bci ——第 i个采煤工作面正常生产条件下平均日推进 度,m/d;
cci ——第i个采煤工作面回采率,%,按实际选取。
(二)单个掘进工作面正常生产条件下年产量计算:
Ahi = 330×10-4 × Shi × rhi ×bhi
式中 Ahi ——第 i个掘进工作面正常生产条件下年产量,万t/a;
Shi ——第i个掘进工作面纯煤面积,m2;
rhi ——第 i个掘进工作面的原煤视密度,t/m3;
bhi ——第 i个掘进工作面正常生产条件下平均日推进 度,m/d。
(三)通风系统生产能力计算:
Apc = Σ Aci + Σ Ahi (万 t/a)
第二十九条 矿井通风系统生产能力验证。
矿井通风系统生产能力要从矿井主要通风机性能、通风 网络、用风地点的有效风量和矿井稀释瓦斯的能力等方面进 行验证。
(一)矿井通风系统生产能力验证。
1.矿井主要通风机性能验证。
按矿井主要通风机的实际特性曲线对通风系统生产能 力进行验证,主要通风机实际运行工况点应处于安全、稳定、 可靠、合理的范围内, 按《煤矿在用主通风机系统安全检测 检验规范》(AQ1011—2005)进行测试。
2.通风网络能力验证。
利用矿井通风阻力测定的结果对矿井通风网络进行验 证,验证通风阻力是否与主要通风机性能相匹配,能否满足 安全生产实际需要,按《矿井通风阻力测定方法》(MT/T 440—2008)进行检测。
3.用风地点有效风量验证。
采用矿井有效风量验证用风地点的供风能力,核查矿井 内各用风地点的有效风量是否满足需要风量。井巷中风流速 度、温度应符合《煤矿安全规程》规定。
4.稀释瓦斯能力验证。
利用安全监控系统数据、井下测量结果等验证矿井在达 到通风系统核定能力条件下,稀释瓦斯等有毒有害气体的能
力,各地点浓度应符合《煤矿安全规程》有关规定。
(二)核算通风系统能力时,对采掘工作面温度超过规 定的,参照采掘工作面生产能力核定相关内容计算,扣除区 域年产量 Adc。
(三)通风系统生产能力最终计算:
$$
A = Apc –Adc
$$
式中 A——矿井最终通风系统生产能力,万t/a;
Adc——扣除区域的年产量,万t/a。
第九章 瓦斯抽采达标生产能力核定 #
第三十条 核定煤矿瓦斯抽采达标能力必须具备下列 条件:
(一)矿井必须符合《煤矿安全规程》和《煤矿瓦斯抽 采达标暂行规定》等相关要求。
(二)煤与瓦斯突出矿井必须坚持区域防突措施先行、 局部防突措施补充的原则,具备开采保护层条件的突出危险 区,必须开采保护层,采掘工作必须执行两个“四位一体”相 关要求。
(三)矿井应当具有核定需要的瓦斯参数基础数据,如 瓦斯涌出量、煤层瓦斯压力、煤层瓦斯含量等。进行瓦斯抽 采能力核定时,矿井瓦斯抽采率、瓦斯抽采量、相对瓦斯涌 出量等指标应当以核定时上个正常生产年度的数据为依据。
第三十一条 煤矿瓦斯抽采达标生产能力核定的主要内容和标准。
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, 并取上述核定结果最小值为 煤矿瓦斯抽采达标生产能力。
(一)根据矿井瓦斯抽采系统能力核定。
矿井瓦斯抽采系统能力核定按矿井瓦斯抽采泵站能力 和抽采主管道系统能力分别核定,取小值。有多个独立抽采 系统时,应分别核定,能力为各独立抽采系统之和。
1.按矿井瓦斯抽采泵站装机能力核定。
按式(1)计算核定年产量:

式中 A1——按矿井瓦斯抽采系统能力核定的年产量, 万 t/a;
Qbe——单台矿井瓦斯抽采泵装机额定抽采混合量的 能力,m3/min;
q——矿井相对瓦斯涌出量,m3/t;
C1——矿井总回风巷瓦斯浓度,参照表 9-1 取值;
C2——单台矿井瓦斯抽采泵上一正常生产年度平均 抽采瓦斯浓度,%;
pd ——当地大气压力,kPa;
p0 ——标准大气压力,kPa;
pb ——单台运行泵的年均运行负压,kPa;
Qf ——矿井最大总回风风量(有多个回风系统的,取
所有回风巷风量的总和),m3/min;
2.0——抽采泵富裕系数;
k ——抽采系统工况系数,按实际考察取值,一般≤0.8。 表 9-1 矿井总回风巷瓦斯浓度取值
| 矿井瓦斯抽采率 η/% | 矿井总回风巷瓦斯浓度取值 C1/% |
|---|---|
| η <35 | C1=0.35 |
| 35≤η<40 | 0.35<C1 ≤0.40 |
| 40≤η<45 | 0.40<C1 ≤0.45 |
| 45≤η< 50 | 0.45<C1 ≤0.50 |
| 50≤η< 55 | 0.50<C1 ≤0.55 |
| 55≤η< 60 | 0.55<C1 ≤0.60 |
| η≥60 | C1<0.70 |
2.按矿井瓦斯抽采主管道系统能力核定。
按式(2)计算核定年产量:

式中 D——每套抽采主管道系统瓦斯管实际内径,m;
v——每套管道中混合瓦斯的经济流速,m/s ,一般取
5~12;
k——富余系数,一般取 1.2~1.8(按实际考察管道内 气体的流速取值,管道内流速大时取大值,流 速小时取小值)。
(二)按矿井实际抽采瓦斯量核定。
矿井上年度实际抽采瓦斯量核定年产量按式(3)计算:

式中 A2——按矿井实际抽采瓦斯量核定年产量,万t/a;
Qs——矿井上年度实际抽采瓦斯量,m3;
k——矿井超前抽采系数,取 1.2~1.5;
q0 ——预开采区域瓦斯含量最大煤层应抽瓦斯吨煤含 量,m3/t。
(三)按矿井满足防突要求预抽瓦斯量核定。
必须保证突出煤层预抽后煤层瓦斯含量或瓦斯压力满 足防突要求,核定年产量按式(4)计算:

(4) 式中 A3——按满足矿井防突要求核定的年产量,万t/a;
wi ——核定区域内煤层的最大瓦斯含量,m3/t;
wc ——抽采后满足防突要求的残余瓦斯含量,一般≤
8 m3/t,如>8m3/t 时,按实际考察取值(需有 相应鉴定证明), m3/t;
K——矿井回采率,%;
Qy——矿井上一正常生产年度实际预抽瓦斯量,m3; y——邻近层和围岩瓦斯储量系数,取 1.2;
m——核定区域内无需抽采煤层或非突煤层中的采 煤工作面个数(按照《煤矿安全规程》《防治 煤与瓦斯突出规定》等规定确定核定区域允许 生产采煤的最多工作面个数);
j——矿井掘进出煤系数,取 1.1~1.2;
lbi——第i 个采煤工作面平均长度,m;
hbi——第i个采煤工作面煤层平均采高,m(放顶煤 开采时为采放总厚度);
ρbi——第 i个采煤工作面的原煤视密度,t/m3 ;
v bi——第i个采煤工作面平均日推进度,m/d;
ηbi——第 i个采煤工作面回采率,%(按矿井实际回 采率取值)。
(四)按矿井瓦斯抽采率核定。
按式(5)计算核定年产量:

(5)
式中 A4——按矿井瓦斯抽采率核定年产量,万t/a;
Q——瓦斯抽采达标允许最大矿井绝对瓦斯涌出量,
m3/min,按表 9-2 取值,具体数值可采用线性 插值法计算得到。
表 9-2 瓦斯抽采达标允许最大矿井绝对瓦斯涌出量
| 矿井瓦斯抽采率 η/% | 达标允许最大矿井绝对瓦斯涌出量 Q/ (m3·min-1) |
|---|---|
| η< 35 | Q<20 |
| 35≤η<40 | 20≤Q<40 |
| 40≤η<45 | 40≤Q<80 |
| 45≤η< 50 | 80≤Q<160 |
| 50≤η< 55 | 160≤Q<300 |
| 矿井瓦斯抽采率 η/% | 达标允许最大矿井绝对瓦斯涌出量 Q/ (m3·min-1) |
|---|---|
| 55≤η< 60 | 300≤Q<500 |
| η≥60 | Q≥500 |
第三十二条 煤矿瓦斯抽采达标生产能力验证方法。
按矿井允许生产工作面个数、采煤工作面瓦斯抽采达标 生产能力进行验证,按式(6)进行计算:
B = B1 × j × 330 ×10−4 (6)
式中 B——煤矿瓦斯抽采达标生产验证能力,万 t/a(计算结果取整);
B1——矿井采煤工作面的瓦斯抽采达标生产能力,t/d; j——矿井掘进出煤系数,取 1.1~1.2。
矿井采煤工作面的瓦斯抽采达标生产能力是所有达标 采煤工作面产量之和,单个采煤工作面的瓦斯抽采达标生产 能力按 Bbi 、Bci 和 Bdi 选取小值。
矿井采煤工作面瓦斯抽采达标生产能力 B1 按式(7)计 算:

(7)
式中 Bbi ——第 i个采煤工作面日产量,t/d;
Bci ——第 i个采煤工作面抽采达标时允许工作面最大 日产量,t/d;
Bdi ——第 i个采煤工作面回风瓦斯浓度达标的工作面 最大日产量,t/d;
n ——核定的采煤工作面个数(采煤工作面个数满足 《煤矿安全规程》《防治煤与瓦斯突出细则》 要求)。
(一)采煤工作面日产量计算。
按式(8)计算:
Bbi = lbi × hbi × ρbi × vbi ×ηbi (8)
式中 lbi ——第i个采煤工作面平均长度,m;
hbi ——第i个采煤工作面煤层平均采高,m(放顶煤 开采时为采放总厚度);
ρbi ——第 i个采煤工作面的原煤视密度,t/m3;
v bi——第i个采煤工作面平均日推进度,m/d;
ηbi ——第i个采煤工作面回采率,%(按矿井实际回 采率取值)。
(二)采煤工作面瓦斯抽采达标生产能力计算。
1.对瓦斯涌出量主要来自于开采层的采煤工作面,瓦 斯抽采达标生产能力Bci 应以表9-3 中煤层可解吸瓦斯量对应 的工作面日产量计算,可采用线性插值法计算得到。
表 9-3 采煤工作面回采前煤的可解吸瓦斯量对应的工作面日产量
| 可解吸瓦斯量Wj / (m3·t-1) | 抽采达标时允许工作面日产量 Bc/ (t·a-1) |
|---|---|
| 7.0<Wj≤8.0 | ≤1000 |
| 6.0<Wj≤7.0 | 1001~2500 |
| 可解吸瓦斯量Wj/ (m3·t-1) | 抽采达标时允许工作面日产量 Bc/ (t·a-1) |
|---|---|
| 5.5<Wj≤6.0 | 2501~4000 |
| 5.0<Wj≤5.5 | 4001~6000 |
| 4.5<Wj≤5.0 | 6001~8000 |
| 4.0<Wj≤4.5 | 8001~10000 |
| Wj≤4.0 | >10000 |
- 对瓦斯涌出量主要来自于邻近层或围岩的采煤工作 面,按表 9-4 工作面瓦斯抽采率对应的瓦斯涌出量计算的工 作面瓦斯抽采达标生产能力 Bci 按式(9)计算。

(9)
式中 Qci ——第 i个采煤工作面达标允许最大工作面绝对瓦 斯涌出量,m3/min(根据工作面瓦斯抽采率按
表 9-4 取值,按线性插值法计算得到);
qci ——第i个采煤工作面相对瓦斯涌出量,m3/t。
表 9-4 采煤工作面瓦斯抽采率应达到的指标
| 工作面抽采率 η/% | 工作面绝对瓦斯涌出量 Qc/ (m3·min-1) |
|---|---|
| 20≤η< 30 | 5 ≤Qc<10 |
| 30≤η<40 | 10 ≤Qc<20 |
| 40≤η< 50 | 20≤Qc<40 |
| 50≤η< 60 | 40≤Qc<70 |
| 60≤η< 70 | 70≤Qc<100 |
| 70≤η | 100≤Qc |
(三)采煤工作面回风瓦斯浓度达标生产能力计算。
按采煤工作面风速不得超过 4m/s,回风流中瓦斯浓度不 得超过 1%验证采煤工作面瓦斯抽采达标生产能力 Bdi ,Bdi 按式(10)计算:
Bdi = 1440 ×1% 
(10)
式中 Qfci ——第i个采煤工作面满足工作面风速要求的最 大供风量,m3/min;
Qci ——第i个采煤工作面相对瓦斯涌出量(不包含已 抽采瓦斯量),m3/t。
第十章 地面生产系统生产能力核定 #
第三十三条 进行能力核定的地面生产系统必须系统
完善、运转正常。
第三十四条 地面生产系统能力核定的主要内容和标准:
(一)地面生产系统能力主要是地面筛分、地面输送机、 外运装车(含铁路运输及汽车运输)、储(贮)煤场等各生 产环节的能力。
(二)地面生产系统能力应根据实际生产设施核定,并 取系统中各环节设备的最小能力为地面生产系统核定能力。
(三)地面生产系统中的储煤能力应达到 3~7d 的煤矿 产量。储煤能力包括储煤场和贮煤装车仓总能力。
(四)地面生产系统煤仓(场)至装车外运各环节能力 按下式计算:

式中 A——年处理原煤的能力,万t/a;
k1——能力富余系数,取 1.2;
A1——设备小时能力,t/h。
(五)汽车外运能力按下式计算:
A = 330×10−4Ak T
式中 A——年装车外运量,万t/a;
k1——运输不均匀系数(煤矿自有汽车队取 0.9,外委 汽车队取 0.8);
T——每日装车作业时间,h/d;
A1——小时装车能力,t/h,按下式计算:

式中 G——每辆汽车平均载重,t;
n——可同时作业装车车位数;
t1——每辆车调车作业时间,min;
t2——每辆车平均装车时间,min。
(六)铁路外运能力按下式计算:

式中 A——铁路年外运能力,万t/a;
N——每天列车数,列/d;
G——平均每列车净载量,t/列;
k1——运输不均匀系数,取 1.1~1.2。
第十一章 露天煤矿生产能力核定 #
第三十五条 核定生产能力的露天煤矿,除符合第二条 规定外,还须具备以下安全技术条件:
(一)各生产环节运转正常。
(二)采剥关系正常,备采煤量及工作面(线)长度符 合要求。
(三)采场、排土场边坡保持稳定, 采场最终边坡的台 阶坡面角和边坡角符合最终边坡设计要求。
(四)安全保护及监测系统完善,运行正常。
(五)按规定设置栅栏、安全挡墙、警示标志。
(六)有边坡工程、地质勘探工程、岩土物理力学试验 和稳定性分析,有边坡监测措施。
(七)有防排水设施和措施。
(八)地面和采场内的防灭火措施符合规定,开采有自 然发火倾向的煤层或者开采范围内存在火区时,制定专门防 灭火措施。
(九)地质环境恢复治理及土地复垦达标, 固体、液体、 气体废弃物排放及粉尘、噪音等治理符合要求。
第三十六条 露天煤矿生产能力应首先核定剥采能力, 根据剥采能力和申请核定能力当年、前一年、后一年 3 年均 衡剥采比计算原煤生产能力。
有多种生产工艺的矿山分工艺核定剥采生产能力,然后
汇总,再计算露天煤矿生产能力,一般按钻爆、采装、运输、 排土主要环节计算。
间断工艺(单斗—卡车/火车—推土机)按 4 个环节分别 计算。
单斗—卡车—半固定破碎站—胶带—卸煤口或排土机 构成的半连续工艺,按系统能力统一核算单套采、运、排能 力(如果是采煤,则只算采、运能力),不再分别核算系统 各部分能力;即系统使用的卡车不再单独计算运输能力。
单斗—移动破碎站—胶带—卸煤口或排土机构成的半 连续工艺,按系统能力统一核算单套采、运、排能力(如果 是采煤,则只算采、运能力),不再分别核算系统各部分能 力。
轮斗铲—胶带—排土机构成的连续工艺按系统能力统 一核算单套采、运、排能力, 不再分别核算系统各部分能力。
拉斗铲系统按系统能力统一核算一个倒堆能力(含有效 抛掷量),为其做扩展平台的单斗—卡车系统量按设备单独 计算。
采煤机—卡车(胶带)—卸煤口构成的半连续工艺,按 系统能力统一核算单套采、运能力, 不再分别核算系统各部 分能力。
第三十七条 核定剥采能力时取环节能力的最小值, 即:
Pt = min{Pd +Vu ,Pl ,Ph ,Ps }
式中 Pt——剥采能力,万 m3/a;
Pd——钻爆环节能力,万 m3/a;
Vu——不需要爆破的松散物料年计划挖掘量,万m3/a; Pl——采装环节能力,万 m3/a;
Ph——运输环节能力,万 m3/a;
Ps——排土环节能力,万 m3/a。
第三十八条 露天煤矿的环节能力计算主要以环节中 各设备(系统)的年正常作业小时和小时效率来计算。
年正常作业小时和小时效率一般取上年度设备(系统) 的年实际作业小时和实际小时效率统计值。如核定当年的设 备(系统)计划作业时间与上年度实际统计值有较大差异时, 应说明原因。
对于更新、新增设备(系统),如果核定矿山没有同型 号设备或系统,则采用设计参数进行计算。
第三十九条 计算环节能力时,除了自有设备外,还应 包括在正常工作帮坡角(以设计院设计帮坡角为准) 范围内 作业的外包队伍的设备和能力。计算环节能力后, 所有在正 常工作帮坡角范围内作业的采运设备,要满足工作线能力和 车流密度验算的要求。
第四十条 钻孔爆破环节能力按下式计算:

式中 n——设备台数,台;
Pda——单台钻孔设备年能力,万 m3/a,按下式计算:
P = 10-4H M C R
la h y
式中 Hy——年正常作业小时数,h;
Mh——小时效率,m/h;
Cb——爆破出岩率,m3/m; Rd——钻孔利用率,%。
第四十一条 采装环节能力按下式计算:

式中 n——设备(系统)数量,台(套);
Pla——单台(套)采装设备(系统)年能力,万 m3/a, 按下式计算:
P = 10−4VH
la h y
式中 Vh——设备(系统)正常作业平均小时能力,m3/h;
Hy——年正常作业小时数,h。
第四十二条 运输环节能力按下式计算:

式中 n——设备(系统)数量,台(套);
Pha——单台(套)运输设备(系统)年能力,万 m3/a, 按下式计算:
P = 10−4V .H
ha h y
式中 Vh——设备(系统)正常作业平均小时能力,m3/h; Hy——年正常作业小时数,h。
第四十三条 排土环节能力按下式计算:

式中 n——设备(系统)数量,台(套);
Pm——卸煤能力,破碎口和地面煤堆卸煤能力,m3/a; Psa——单台(套)排土设备(系统)年能力,即年可
服务的排弃量,不是实际推送量,万 m3/a,按 下式计算:

式中 Vh——设备正常作业平均小时能力,m3/h;
Hy——年正常作业小时数,h。
第四十四条 露天煤矿原煤生产能力按下式计算:

式中 Pc——核定的年原煤生产能力,万t/a;
Pt——剥采能力,万 m3/a;
R——核定当年、前一年、后一年 3 年平衡剥采比, m3/t;
ρ——原煤视密度,t / m3;
r——毛煤系数,r>1。
第十二章 选煤厂生产能力核定 #
第四十五条 选煤厂核定生产能力档次划分标准与煤 矿核定生产能力档次划分标准相同。
凡核定生产能力不在标准档次的,按就近下靠的原则确 定能力档次。
第四十六条 选煤厂核定生产能力必须具备下列条件:
(一)应有健全的生产、技术、安全管理机构及满足生 产需要的专业技术人员。
(二)选煤厂机电设备完好, 生产系统、设施运转正常, 各种保护装置齐全,符合《选煤厂安全规程》。
(三)必须实现煤泥水闭路循环。
(四)坚持正常的检修制度,达到规定的检修时间。
第四十七条 选煤厂核定生产能力的主要内容:
(一)选煤厂生产能力主要核定以下系统环节能力,并 取其最小环节能力为选煤厂的核定生产能力:
1.原煤、产品煤运输(主要输送设备)系统能力。
2.除杂、筛分、破碎系统能力。
3.选煤环节(跳汰、重介、浮选、其他选煤方法)能 力。
4.排矸环节(动筛跳汰、重介浅槽、重介斜轮、选择 性破碎机、风力干选等)能力。
5.原煤、产品煤储存(储煤场、贮煤仓)与装车外运 系统能力。
6.煤泥处理回收系统能力。
(二)选煤厂各环节设备处理能力的不均衡系数按以下 规定选取:
1.矿井型选煤厂原煤受煤至原煤仓(场)设备处理能 力应与矿井最大提升(煤)能力一致。
2.群矿选煤厂由车辆运输来煤时,受煤坑至原煤仓(场) 设备处理能力的不均衡系数取 1.30~1.50。
3.在原煤仓后设备处理能力的不均衡系数,在额定小 时能力的基础上,煤流系统取 1.15,煤泥水系统取 1.25。
(三)核定选煤厂系统环节能力时,若设备实测能力大 于设备额定能力,以设备额定能力为准;若设备实测能力小 于设备额定能力,以设备实测能力为准。
(四)选煤厂系统环节能力以实际生产设施进行核定。
第十三章 附 则 #
第四十八条 本标准由国家矿山安全监察局负责解释。
第四十九条 本标准自发布之日起施行。此前有关规定
与本标准不一致的,以本标准为准。