第一章 概述
第一节 核定工作的简要过程
根据山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室文件晋煤重组办发【2009】38号《关于晋城市沁水县煤矿企业兼并重组整合方案（部分）的批复》，沁和能源集团有限公司永安煤矿为单保矿井。重组前后矿井名称均为沁和能源集团有限公司永安煤矿。
根据山西省煤炭工业厅文件晋煤行发【2009】81号文件有关规定，沁和能源集团有限公司永安煤矿为省煤矿企业兼并重组整合领导组办公室批准的重组整合方案中单保持有煤炭生产许可证的合法生产矿井，煤炭生产许可证号为201405210232；重组前后矿井开采系统（井筒及开拓大巷数目、位置、功能）未发生改变；重组前后矿井开采煤层均为3号煤层，开采煤层未发生改变；矿井已实现机械化开采；重组前沁和能源集团有限公司永安煤矿生产许可证证载能力45万t/a，重组后生产能力60万t/a，生产能力在原证载能力基础上净增15万t/a。综合以上分析，沁和能源集团有限公司永安煤矿符合煤矿生产能力核定的要求，可以进行生产能力核定。
按省煤炭工业厅晋煤行发【2009】81号文件规定，受沁和能源集团有限公司永安煤矿委托，晋城市煤炭设计室于2009年8月28日至2009年11月18日严格按照有关规定，对矿井各主要生产系统进行现场核查、能力计算，并编写完成了《沁和能源集团有限公司永安煤矿生产能力核定报告书》。
第二节 核定依据的主要法律、法规、规范和技术标准
一、《煤炭法》、《矿产资源法》、《安全生产法》、《矿山安全法》等有关法律、法规；
二、《煤矿安全规程》（2009年版）、《选煤厂安全规程》（AQ1010-2005）；
三、《煤炭工业矿井设计规范》（GB50215-2005）、《煤炭洗选工程设计规范》（GB50359-2005）；
四、国家发展改革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号文）；
五、国家安全监管总局、煤矿安监局、发展改革委《关于印发煤矿通风能力核定办法（试行）的通知》（全监管总煤矿字（2005）42号文）；
六、国家发展和改革委员会编制，中国经济出版社出版的《煤矿生产能力管理办法、煤矿生产能力核定资质管理办法、煤矿生产能力核定标准》
七、原煤炭部制定的《煤炭工业技术政策》、《煤炭工业计划和统计常用指标》和《关于核定矿井（露天）洗煤厂生产能力实施办法》；
八、山西省煤炭工业厅文件晋煤行发【2009】81号文件；
九、山西省煤炭工业厅晋煤行发【2009】237号文；
十、山西省人民政府办公厅文件晋政办发【2009】100号文；
十一、采用或参考了在煤炭生产建设的实践中经实测、统计、分析和总结，并已取得合法依据的有关技术参数；
十二、其他法律、法规及有关规定。
第三节 核定主要系统环节及结果
核定主井提升系统、副井提升系统、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、地面生产系统八个主要生产系统能力见下表。
主要生产系统能力
生产系统 核定结果（万t/a） 生产系统 核定结果（万t/a）
主井提升系统 61.20 供电系统 77.27
副井提升系统 763.02 通风系统 75.59
井下运输系统 120.00 采掘工作面 70.78
排水系统 121.52 地面生产系统 63.36
第四节 最终确定的煤矿核定生产能力
综合各主要生产系统（环节）能力核定的结果，按照《煤矿生产能力核定标准》第四条之规定，取其中最低的主井提升系统能力61.20万t/a，为煤矿综合生产能力。根据《煤矿生产能力核定标准》第五条之规定，30～90万t/a煤矿以3万t为档次，按就近下靠的原则，最终确定永安煤矿此次核定生产能力为60万t/a。
第二章 煤矿基本概况
第一节 自然属性
一、地理位置、企业性质、隶属关系、地形地貌、交通情况
沁和能源集团有限公司永安煤矿隶属沁和能源集团有限公司，位于晋城市沁水县嘉丰镇永安村，始建于1954年，1956年投产。
井田地处太行山南端西侧，属沁河水系侵蚀低山区。区内山高谷深，地形复杂，西北部较高，东南部较低，最高点位于西北边界处霍家山南，标高767.8m，地形最低点位于井田东南部的张沟，标高597.0m，地形最大相对高差170.8m。
井田位于沁河之西，距沁河4 km，地表水系属黄河流域之沁河水系；井田内无大的地表水体，仅沟谷有溪流，随季节性变化明显。沁河发源于沁源西北，向南流经安泽、端氏沿井田西部外围流经阳城县润城镇转东南，穿切太行山经河南沁阳、武涉汇入黄河。
当地属大陆性气候。一年内四季分明。夏季午间较热，早晚凉爽，雨量充沛。冬季寒冷少雪。春季风多雨少。据沁水县气象站资料统计，年平均气温10.4℃，最高气温38.6℃（1966年6月21日），最低气温-24.0℃（1967年1月3日）。无霜期208天左右，最大冻土深度为61cm。夏季多东南风，冬季多西北风，最大风力为10级。
年降水量最大为986.3mm，最小为322.6mm，平均580.1mm。7～9月份雨量最大，占全年的56%。平均年蒸发量为1660.8mm，最大为4～8月，占全年的62%，其中4～6月份占全年的41%。
据晋城、阳城县志记载，从1140年起，先后共发生地震28次，其中具破坏性的8次。根据山西省地震局(78)省震字第29号文划分，本井田范围其基本烈度为6度区。
阳城—端氏公路从井田东部外自南向北通过，距井田东北部主井工业广场仅500m。通过阳—端及町店—西河乡级公路可与沁水—高平公路相接，向西北可至沁水县城，向东可达晋城市。侯—月铁路在井田北部有嘉峰站，南部有八甲口站，均距矿井约4km。交通运输十分便利。
二、井田位置、边界范围、拐点坐标、井田面积、相邻矿井边界关系
该井田位于沁水县城东南约60km处的嘉峰镇永安村附近，行政区划隶属沁水县嘉峰镇管辖，其地理坐标为东经112°27′11″～112°28′33″，北纬35°32′59″～35°34′48″。2009年11月6日由山西省国土资源厅换发采矿许可证，证号为C1400002009111220042096，批准开采3号-15号煤层，井田面积3.8587km2，井田范围由以下拐点坐标（1980西安坐标系）连线圈定：
3号煤层：
1、X=3939019.54，Y=19631581.48
2、X=3939423.54，Y=19632762.49
3、X=3939354.54，Y=19632791.49
4、X=3939372.54，Y=19632883.49
5、X=3939438.54，Y=19632847.49
6、X=3939451.54，Y=19633654.49
7、X=3939401.54，Y=19633654.49
8、X=3939399.54，Y=19633543.49
9、X=3938390.54，Y=19633645.49
10、X=3937700.53，Y=19633639.50
11、X=3937564.53，Y=19633253.49
12、X=3936645.53，Y=19633347.50
13、X=3937805.53，Y=19631999.49
14、X=3937681.53，Y=19631701.49
9、15号煤层：
1、X=3939019.54，Y=19631581.48
2、X=3939438.54，Y=19632805.49
3、X=3939451.54，Y=19633654.49
4、X=3937700.53，Y=19633639.50
5、X=3937564.53，Y=19633253.49
6、X=3936645.53，Y=19633347.50
7、X=3937805.53，Y=19631999.49
8、X=3937681.53，Y=19631701.49
井田东西宽2.1km，南北长2.8km。
三、井田地质情况、地层、含煤地层、构造
（一）地层
本井田大部分被第四系黄土覆盖。零星出露的地层为二叠系上统上石盒子组和下统下石盒子组，依据钻探资料由老至新分述如下：
1、奥陶系中统峰峰组（O2f）
井田内钻孔揭露最大厚度16.7m。主要为深灰、黑灰色厚层状石灰岩、泥质灰岩组成，顶部含星散状黄铁矿及其结核。本组厚度一般100.00m左右。
2、石炭系中统本溪组（C2b）
本组厚度4.0～37.52m，平均厚12.53m，厚度变化大。为灰色泥岩、砂质泥岩及浅灰色粘土质泥岩，局部鲕粒发育，底部一般具一层铁质粉砂岩或铁质泥岩，与下伏地层呈假整合接触。
3、石炭系上统太原组（C3t）
为井田内主要含煤地层之一，厚57.95～131.67m，平均92.05m。为一套海陆交互相沉积。主要由深灰～灰黑色砂岩、粉砂岩、砂质泥岩、泥岩、煤层及石灰岩组成。其中含煤10层，以下部煤层发育较好，发育有石灰岩、泥灰岩8层，以下部灰岩稳定且厚度较大，底部以K1砂岩与下伏地层呈整合接触。该组地层层理类型复杂，动植物化石丰富。
4、二叠系下统山西组（P1s）
为井田内主要含煤地层之一，厚度为41.57～56.36m，平均47.89m。由灰色粉砂岩、浅黄色中细砂岩、深灰色砂质泥岩、泥岩及煤层组成，一般含煤1～2层，本组以色浅、含砂成份高，交错层理发育，生物扰动构造多，植物化石丰富为其特点，底部以K7砂岩与下伏地层呈整合接触。
5、二叠系下统下石盒子组（P1x）
本组厚57.72～93.71m，平均71.17m。主要由黄绿色、浅灰色砂岩，灰绿色、浅灰色粉砂岩、砂质泥岩、泥岩组成。本组以其顶部浅灰色、夹红褐色斑，含大量菱铁矿球粒及黄铁矿团块的泥岩，俗称“桃花泥岩”为特征，作为识别上部K10砂岩的标志。本组底部以K8砂岩与下伏地层呈整合接触。
6、二叠系上统上石盒子组（P2s）
本井田钻孔揭露最大厚度为146.00m，仅存有下部地层，岩性主要为砂岩夹杂色泥岩，为灰绿色、黄褐色砂岩,局部夹紫色泥岩与灰绿色、灰白色砂岩层，局部泥岩中含菱铁质结核，中上部夹铁质砂岩及锰铁质结核。
7、第四系中、上更新统（Q2+3）
厚度为0～50.20m，平均25.00m。与下伏地层呈不整合接触。为浅红色砂质粘土，上部为黄灰色，含钙质结核；下部夹砂砾层，区内广泛分布。
（二）含煤地层
1、含煤性：井田主要含煤地层为二叠系下统山西组和石炭系上统太原组。二者合计地层平均总厚139.94m，共含煤12层，煤层平均厚度12.29m，含煤系数为8.8%。其中批采的3号、9号、15号煤层平均总厚9.31m，含煤系数为6.55%。
2、可采煤层：本井田内自上而下的可采煤层共2层，即山西组3号煤层和太原组的15号煤层。
（三）地质构造
1、区域构造：
区域位于沁水煤田南部，所处大地构造单元为沁水块坳南部，大型沁水含煤盆地沁水复式向斜的东翼，与向南转折太行山背斜呈近北东～东西向的过渡部位，构造线方向总体上与地层走向一致，呈北北东至北东向，向北西缓倾，倾角3～6°的单斜状构造，受新华夏系构造体系叠加，在向斜东翼上又发育一些简单的、对称的、起伏不大的宽缓背向斜，断裂构造不发育，无岩浆岩与陷落柱分布。区域性晋获褶断带的主干断裂高平—晋城段呈NNE向在井田东约20 km晋城市东侧通过。
2、井田构造
井田内以宽缓的褶曲为主要构造形迹，褶曲轴向近南北向，地层走向北东向。
张沟背斜
井田主体构造为轴向近南北的张沟背斜，背斜轴位于井田东部，轴向近南北向，井田大部分处在背斜的西翼，井田内延伸长度2500m，产状平缓，两翼岩层基本对称，倾角4～6°。由地表、钻孔及井下巷道控制。
井田断层不发育。
矿井自建矿以来未发现有小断裂。
未见陷落柱和岩浆岩体。
总之，井田地质构造简单，为宽缓的褶曲构造，地层较平缓，地层总体走向为北东向，倾角较小，井田内地质构造为简单类型，对煤层开采无影响。
四、主要可采煤层情况，煤层赋存条件、煤层层数、厚度，资源储量，煤质，煤种
（一）主要可采煤层情况：
本井田内可采煤层共2层，即山西组3号煤层和太原组的15号煤层。现将可采煤层在井田内的发育情况及特征分述如下：
1、3号煤层
位于山西组的下部，上距下石盒子组底K8砂岩33.48m左右，煤层厚度6.23～6.66m，平均6.43m，厚度大且稳定。含泥岩或炭质泥岩夹矸1～4层，一般1～2层，夹矸单层厚度0.05～0.3m，结构简单—复杂。3号煤层为厚煤层，其煤层稳定性主要指标煤层厚度变异系数r=2.3%＜25%，辅助指标煤层可采性指数Km=1＞0.95，3号煤层为稳定可采煤层。
该煤层伪顶为泥岩，直接顶为泥岩或粉砂岩，厚度2.56～8.24m，老顶为砂质泥岩或中细砂岩，厚度0～5.55m，平均4.24m。底板为泥岩或粉砂岩，厚5.62～8.92m，平均7.49m。
该煤层稳定，为当前正在开采煤层，控制及研究程度均较高。
2、15号煤层
位于太原组一段顶部，上距3号煤底75.94~86.74m，平均79.92m，煤层厚1.65～2.90m，平均2.12m，厚度带分布于井田西北部。含泥岩或炭质泥岩夹矸0～3层，厚0～0.54m，一般为2层夹矸，厚0.04～0.54m，分布无明显规律。煤层结构属简单—复杂。15号煤层为中厚煤层，根据煤层厚度变异系数r=17.86%＜25%，辅助指标煤层可采性指数Km=1＞0.95，确定15号煤层为稳定可采煤层。
煤层顶板伪顶为泥岩、局部为炭质泥岩，厚度0～0.2m，直接顶、老顶为K2石灰岩，石灰岩厚度7.16～12.19m，平均9.26m。底板为泥岩或粉砂岩，局部为铝土质泥岩。
该煤层稳定，为本井田另一个主要可采煤层，其控制及研究程度较高。
（二）资源储量、煤质、煤种
1、资源储量
根据2008年12月山西省地质勘查局二一一地质队提供的《沁和能源集团有限公司永安煤矿2008年度矿山储量年报》，截止2008年底，井田内3号煤层保有资源储量为16040kt。其中村庄、井筒、工业场地压盖资源储量11034 kt，可利用资源储量5006 kt；全为探明的经济基础储量（111b），可采储量3754 kt。
另据2009年四月晋城市煤田地质勘探队为该矿编制的《沁和能源集团有限公司永安煤矿生产矿井地质报告》，该井田15号煤层次边际经济资源量为11405kt，其中探明的次边际经济资源量10723kt，控制的次边际经济资源量682kt。
2、煤质、煤种：
煤的物理性质及宏观煤岩类型：
（1）3号煤层
永安煤矿3号煤层宏观煤岩类型以半亮型煤为主，光亮型煤较少，多具线理状结构，少量带状结构，层状至块状构造。镜煤条带在2mm左右，呈强金属光泽。条痕为灰黑色，丝炭呈薄层状或透镜状，矿物夹层甚少，常见贝壳状与眼球状断口。比重中等、致密坚硬，裂隙少。
（2）15号煤层
15号煤层以半光亮型煤为主，半暗型煤次之，裂隙较3号煤发育，并充填有黄铁矿薄膜。条痕为灰黑色、贝壳状断口，具似金属光泽，条带状结构，层状构造。
煤的化学性质：
据本矿3号煤层采样化验，其主要煤质指标为：
水分[Mad]：原煤3.51%； 灰分[Ad]：原煤12.05%；
挥发分[Vdaf]：原煤5.88%； 固定炭[FCad]：原煤82.8%；
全硫[St.d]：原煤0.31%； 干燥基高位发热量[Qgr，d]：31.55MJ/kg；
根据中国煤炭分类国家标准（GB5751—86），本区主要可采煤层煤质情况：
3号煤层为特低硫、低灰、低磷分、高强度、特高热值无烟煤2号，高热稳定性，浮煤回收率为良等。
15号煤层未开采，煤质为高硫、低灰—中灰、特低磷、高强度、特高热值无烟煤2号，热稳定性好，浮煤回收率良等。由于本煤层硫以有机硫为主且难以洗选，仅可作为动力用煤考虑。
五、水文地质情况，开采地质条件
（一）水文地质情况
井田内现开采的3号煤的直接充水含水层为顶板砂岩裂隙含水层，单位涌水量q=0.00173～0.00206L/s·m，富水性极差；大气降水作为涌水量补给来源通过采空塌陷裂隙渗入井内，汇集于下山采区，致使涌水量增加，井田内地质构造简单，采掘工程不受水害影响，防治水工作简单；奥灰岩溶水位标高480～490m，3号煤层底板标高410～570m，井田北西部分带压开采，经计算突水系数为0.020Mpa/m，低于受构造影响地段的临界突水系数经验值（0.06 Mpa/m），又3号煤层下距奥陶系灰岩顶界达112.56m，其间有多层隔水层，在正常情况下奥灰岩溶水不会对矿井形成突水危险。因此，3号煤层矿井水文地质条件为简单类型。
15号煤层为井田的另一个主要可采煤层，其直接充水含水层为其顶部的K2灰岩岩溶水，单位涌水量q=0.003～0.067L/s·m，富水性差；但15号煤层底板标高320～490m，其下奥灰水水头较高，高于最低底板标高170m，属带压开采，经计算突水系数为0.15Mpa/m，按经验，底板临界突水系数为0.10 MPa/m，小于0.10时不会突水，大于0.10时，可能发生底板突水。
据2009年四月晋城市煤田地质勘探队为该矿编制的《沁和能源集团有限公司永安煤矿生产矿井地质报告》矿井涌水量预测办法，矿井能力达到60万吨/a时， 3号煤层正常涌水量为23.28 m3/h，最大涌水量51.74m3/h。
（二）开采技术条件
1、煤层顶底板条件
3号煤层平均厚度6.43m，煤层伪顶为薄层泥岩，厚度0～0.3m，随煤层采空而垮落；直接顶为黑灰色泥岩或粉砂岩，厚2.56～8.24m；老顶为砂质泥岩或中细砂岩，厚层状，厚4.24 m左右。底板为深灰、黑灰色泥岩或粉砂岩，含菱铁矿结核，厚约7.49m。
2、矿井瓦斯
据矿井2008年度瓦斯等级鉴定资料，矿井瓦斯绝对涌出量11.29 m3/min，相对涌出量13.36 m3/t，属高瓦斯矿井。
3、煤尘及煤的自燃倾向：
据山西省煤炭工业局综合测试中心2008年9月13日对永安煤矿3号煤层进行的采样测试结果，3号煤层自燃等级为Ⅲ级，属不易自燃煤层。
第二节 矿井建设情况
沁和能源集团有限公司永安煤矿隶属沁和能源集团有限公司，位于晋城市沁水县嘉峰镇永安村，始建于1954年，1956年投产。山西省计划委员会1990年8月16日以晋计基燃字〔90〕第663号《关于沁水县永安煤矿扩建任务书的批复》对永安煤矿扩建工程进行批复，同意永安煤矿进行扩建，建设规模由9万t/a扩建到30万t/a，净增能力21万t/a。
晋城市沁水县永安煤矿9—30万吨/年扩建工程竣工验收委员会认为：永安煤矿按初步设计基本完成各项工程，提升、通风、排水、运输、机电等满足30万t/a综合生产能力，环保、劳动安全卫生基本条件基本符合要求，同意投入生产。
2004年山西省煤炭工业局晋煤行发〔2004〕986号《关于对晋城市兰花集团莒山煤矿等146座已完成采煤方法改革矿井能力核定的通知》批复：永安煤矿核定生产能力45万t/a。2009年11月6日由山西省国土资源厅换发采矿许可证，证号为C1400002009111220042096，批准开采3号-15号煤层， 井田面积3.8587km2，载明生产规模60万吨 /年；2009年10月23日山西省煤炭工业局换发煤炭生产许可证，证号为201405210232，生产能力为45万吨/年；2008年5月6日山西煤矿安全监察局下发安全生产许可证，证号为(晋)MK安许证字[2008]D0022Y1B2，载明许可能力为45万吨/年。
第三节 煤矿生产现状
一、主要生产系统，采掘工艺，开拓方式和开采方法，水平、采区划分
沁和能源集团有限公司永安煤矿隶属沁和能源集团有限公司，始建于1954年，1956年投产。现开采3#煤层。
1、开采系统
永安煤矿现主采煤层为沁水煤田山西组3号煤层，井田面积3.8587km2，规划为一个生产采区。煤层厚度6.23～6.66m，平均6.43m，厚度大且稳定。含泥岩或炭质泥岩夹矸1～4层，一般1～2层，夹矸单层厚度0.05～0.3m，结构简单—复杂。为稳定可采煤层。伪顶为泥岩，直接顶为泥岩或粉砂岩，老顶为砂质泥岩或中细砂岩。底板为泥岩或粉砂岩。
目前矿井布置一个回采工作面和三个备用工作面，由于矿井目前已形成3个备用工作面，暂没有布置掘进工作面。现有一个采煤队和一个掘进队。
采煤队在3210下分层回采工作面进行回采，掘进队在回采工作面开采苏家岭压煤区上分层工作面后紧接掘进下分层工作面巷道。
2、排水系统
永安煤矿井下中央变电所处联合布置中央水泵房，设有主、副水仓，其中主水仓容量约为600 m3，副水仓容量约为700 m3。泵房配有三台D85—45×5型水泵（一台使用，一台备用，一台检修），主斜井铺设Ф100mm水管两趟，从主斜井排至地面。
3、供电系统
该矿矿井现采用双回路架空线路供电，两回路电源分别来自两个不同的区域变电站。其中主供回路电源来自张山35kV变电站10kV、528线路，导线型号为LGJ—120型钢芯铝绞线，供电距离为2.08km，经该矿10kV变电站XBW-2000/12/6.3 2000kVA型预装式箱式变电站得到6kV电压，6kV高压供电设备选用KYN28－12型高压开关柜。备用电源来自永红35kV变电站6kV、512线路，由永红35kV变电站永安2000kVA专变供电，导线型号为LGJ—120型钢芯铝绞线两趟同时热备用，供电距离为3.50km，经矿KYN28－12型高压开关柜向本矿6kV系统供电。两回路电源采用分列方式运行，即一回路运行一回路热备用，6kV母线采用单母线分段结线方式供电。正常情况下由来自张山35kV变电站的主供回路运行，担负全部负荷用电，来自永红35kV变电站供电回路带电热备用。
4、提升、运输系统现状
主井提升系统为斜井双钩箕斗提升，担负全矿井的原煤提升任务。提升装置为GKT2×1.6×0.9-20型提升机，配套电动机型号为JR127-8，功率130 kW。滚筒直径为1.6m，宽度0.9m，最大提升速度为4.0m/s。提升距离为347米，井筒倾角25 o。提升钢丝绳结构为6×19+FC，公称直径为24.5mm。提升方式为双钩箕斗，一次提升一个箕斗，每个箕斗载重量6t。
副井提升系统为斜井双钩串车提升，担负全矿井的材料、设备提升任务。提升装置为2JTP-1.6型提升机，配套电动机型号为JR125-8，功率95 kW。滚筒直径为1.6m，宽度0.9m，最大提升速度为2.0m/s。提升距离为126米，井筒倾角22 o。提升钢丝绳结构为6×19+NF，公称直径为24.5mm。提升方式为双钩串车，一次提升2辆车，每辆矿车载重量1.5t。
行人斜井担负矿井的人员出入井行走任务。
目前主运输煤流系统为：运输顺槽带式输送机（1部STJ800/40型带式输送机）→胶带下山（5部DTL80型带式输送机）→井底煤仓→主斜井（箕斗）→地面。
材料运输系统为：地面材料设备→副斜井→井底车场→北斜巷（JW1200/60型无极绳绞车）→运料平巷（JW1200/60型无极绳绞车）→材料下山（JW1600/80型无极绳绞车）→各用料地点。
二、通风方式
矿井通风方式为中央边界式，通风方法为机械抽出式。主斜井、副斜井、行人斜井进风，回风立井回风。主斜井进风量为3898 m3/min，副斜井进风量为568 m3/min，行人斜井进风量为481m3/min，回风立井回风量5052m3/min。
三、现主要生产煤层、采区、工作面情况
永安煤矿批准开采3号、9号、15号煤层，现生产煤层为3号煤层，井田面积3.8587km2，3号煤层保有资源储量为16040kt，可采储量3754 kt。
目前矿井布置1个回采工作面和3个备用工作面。现回采工作面为3210下分层回采工作面，无掘进工作面。
四、近几年生产完成情况
矿井2006年生产原煤45万吨，2007年生产原煤45万吨，2008年生产原煤28.1万吨。
五、煤炭资源回收率情况
永安煤矿上年度采区回采率为82%，采面回采率为93%，均按规定完成了煤炭资源回收。
六、今后三年的生产接替情况
三年接替情况见20010～2012年采煤工作面接续表。
第三章 煤矿生产能力核查计算
第一节 资源储量核查
一、储量测算及参数的选定
沁和能源集团有限公司永安煤矿采矿许可证批准井田面积3.8587 km2，开采煤层为3号、9号、15号煤层。
根据2008年12月山西省地质勘查局二一一地质队提供的《沁和能源集团有限公司永安煤矿2008年度矿山储量年报》，截止2008年10月，井田内3号煤层保有资源储量为16040kt，其中村庄、井筒、工业场地压盖资源储量11034 kt，可利用资源储量5006 kt，全为探明的经济基础储量（111b），可采储量3754 kt。
另据2009年四月晋城市煤田地质勘探队编制的《沁和能源集团有限公司永安煤矿生产矿井地质报告》，本井田15号煤层次边际经济资源量为11405kt，其中探明的次边际经济资源量10723kt，控制的次边际经济资源量682kt。
储量计算参数：
1、煤厚：煤层厚度实测煤层厚度。以煤层为单元进行统计，全区 3＃、15＃煤层采用所有调测点的平均铅垂厚度，其中包括单层小于0.05 m的夹矸。
2、面积：由于井田内煤层倾角一般为3°～8°左右，构造较简单，煤层倾角小于15°，储量计算面积采用水平投影面积，由微机直接计算求得。
3、煤层视密度：煤层视密度根据町店详查地质报告煤芯煤样各试验结果，3号、15号煤层视密度分别为：1.45 t/m3、1.50 t/m3。
二、煤层赋存条件、资源储量发生变化的情况及原因说明
从近三年的实际巷道及采面揭露地质资料来看，煤层赋存条件总体上变化不大。
三、资源储量核查结果
G 1515.9
a= ———— = ———— =19.4
KB·A 1.3×60
式中：a——煤矿剩余服务年限；
G——煤矿核定能力时上年末可采储量（3号、15号煤），1515.9
万t；
A——煤矿拟核定生产能力，60万t；
KB——储量备用系数，永安煤矿井田地质构造简单煤层赋存
较稳定，开采技术条件较好，取1.3。
G1 375.4
a = ———— = ———— =4.8
KB·A 1.3×60
式中：a1——第一水平剩余服务年限；
G1——煤矿核定能力时上年末第一水平3号煤层可采储量，
375.4万t；
A——煤矿拟核定生产能力，60万t；
KB——储量备用系数，永安煤矿井田地质构造较简单煤层
赋存较稳定，开采技术条件较好，取1.3。
通过上式可以得出：永安煤矿以年产60万t计，矿井剩余可采储量尚可采动19.4年。第一水平（3号煤层）累计剩余服务年限4.8年。
四、问题及建议
1、矿井第一水平服务年限较短，需尽快考虑下组煤的接续问题。
第二节 主井提升系统能力核定
一、核定必备条件的论述
1、提升系统的设备、设施配套完整，符合有关规程和规范要求，有山西煤矿矿用安全产品检验中心对提升机和钢丝绳的测试合格报告，满足《煤矿生产能力核定标准》提升系统能力核定必备条件第一条的要求。
2、提升系统保护装置完善，设有TKD-PC-BP型一体化电控及后备保护装置，运转正常，满足《煤矿生产能力核定标准》提升系统能力核定必备条件第二条的要求。
3、主要提升装置资料齐全，并妥善保管。有完善的绞车、钢丝绳、提升容器的检查记录，钢丝绳的检验和更换记录，事故记录和岗位责任制度。每日强制性检查和维护时间达到2～4小时，满足《煤矿生产能力核定标准》提升系统能力核定必备条件第三条的要求。
该矿提升系统满足《煤矿生产能力核定标准》提升系统能力核定所有必备条件，可以进行能力核定。
二、概况
（一）主井提升方式
主井提升系统为斜井双钩箕斗提升，担负全矿井的原煤提升任务。
（二）主要技术参数
提升装置为GKT2×1.6×0.9-20型双滚筒缠绕式提升机，滚筒直径1.6m，宽度0.9m，最大静张力45kN，最大静张力差30kN，最大提升速度为4.0m/s。提升距离为347米，井筒倾角25 o。配套电动机型号为JR127-8，功率130 kW，转速730r/min。配用ZL1000-10-9型减速器，速比20。提升钢丝绳结构为6×19+FC，公称直径为24.5mm。提升方式为双钩箕斗，一次提升一个箕斗，每个箕斗载重量6t，提升机安装有中信重机洛阳实业有限公司生产的TKD-PC-BP型一体化电控及后备保护装置。
（三）设备检测时间和结论
该矿2009年11月委托山西煤矿矿用安全产品检验中心对主井提升系统进行了安全性能检测，结论合格。
三、计算过程及结果
（一）计算参数选取依据说明
3600×b×t×Pm×k
A＝ ————————
104×K1×K2×T
3600×330×16×6×0.9
＝ ——————————
138.6×1.1×1.1×104
＝61.20（万t/a）
式中：A——年提升能力（万t/a）；
b——年工作日，330 d；
t——日提升时间，16 h；
Pm——每次提升煤量，6t/次；
k——装满系数，取0.9（斜井提升）；
K1——提升不均匀系数，井底有缓冲煤仓取1.1；
K2——提升能力富裕系数，取1.1；
T——提升一次循环时间，实测为138.6 s/次。
（二）计算结果
计算结果表明，主井提升系统核定能力为61.20万t/a。
四、问题及建议
检测报告中提升机滚筒直径与钢丝绳直径之比为1600/24.5=63.5≤80不满足煤矿安全规程的要求，建议矿方按要求更换提升机或钢丝绳，且应对提升机、钢丝绳定期检测，认定合格后方可继续使用。
第三节 副井提升系统能力核定
一、核定必备条件的论述
1、提升系统的设备、设施配套完整，符合有关规程和规范要求，有山西煤矿矿用安全产品检验中心对提升机和钢丝绳的测试合格报告，井筒内装备有常熟市煤矿井筒专用设备厂生产的ZDC30/30挡车器及常闭式防跑车装置，满足《煤矿生产能力核定标准》提升系统能力核定必备条件第一条的要求。
2、提升系统保护装置完善，设有TKD-PC-BP型一体化电控及后备保护装置，运转正常，满足《煤矿生产能力核定标准》提升系统能力核定必备条件第二条的要求。
3、主要提升装置资料齐全，并妥善保管。有完善的绞车、钢丝绳、天轮、提升容器的检查记录，钢丝绳的检验和更换记录，事故记录和岗位责任制度。每日强制性检查和维护时间达到2～4小时，满足《煤矿生产能力核定标准》提升系统能力核定必备条件第三条的要求。
该矿提升系统满足《煤矿生产能力核定标准》提升系统能力核定所有必备条件，可以进行能力核定。
二、概况
（一）副井提升方式
副井提升系统为斜井双钩串车提升，担负全矿井的材料、设备提升任务，副斜井不下人，行人斜井担负人员上下井任务。
（二）主要技术参数
提升装置为2JTP-1.6型双滚筒缠绕式提升机，滚筒直径为1.6m，宽度0.9m，最大静张力45kN，最大静张力差30kN，最大提升速度为2.0m/s，提升距离为126米，井筒倾角22 o。配套电动机型号为JR125-8，功率95 kW，转速725r/min。配用ZL100型减速器，速比20。提升钢丝绳结构为6×19+NF，公称直径为24.5mm。提升方式为双钩串车，一次提升2辆车，每辆矿车载重量1.5t。提升机安装有中信重机洛阳实业有限公司生产的TKD-PC-BP型一体化电控及后备保护装置。
（三）设备检测时间和结论
该矿2008年12月委托山西煤矿矿用安全产品检验中心对副井提升系统进行了安全性能检测，结论合格。
三、计算过程及结果
副井提升能力计算：
式中：TR——每班人员上下井总时间，副斜井不下人，TR 取0；
D——下其他材料次数，每班10次；
TG——提矸一次循环时间（s/次），井下矸石不出井，0 s/次；
TC——提升材料一次循环时间（s/次），220 s/次；
R——出矸率，0；
TQ——下其他材料的一次循环时间（s/次），220 s/次。
PG——每次提矸重量， 0 t/次；
M——吨煤用材料比重，2.8％；
PC——每次提升材料重量， 2×1.5 t＝3 t/次
（三）计算结果
以上计算结果表明，副井提升系统提升能力为763.02万t/a。
四、问题及建议
检测报告中提升机滚筒直径与钢丝绳直径之比为1600/24.5=63.5≤80不满足煤矿安全规程的要求，建议矿方按要求更换提升机或钢丝绳，且应对提升机、钢丝绳定期检测，认定合格后方可继续使用。
第四节 井下排水系统能力核定
一、核定必备条件的论述
（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，即“山西煤矿设备安全技术检测中心”测试合格。
（二）有依法批准的地质报告，即二OO九年四月由晋城市煤田地质勘探队编制的《沁和能源集团有限公司永安煤矿生产矿井地质报告》提供的正常涌水量17.5 m3/h，最大涌水量为38.9 m3/h，以及生产期间的实际涌水量数据，正常涌水量12.3 m3/h，最大涌水量为13.1 m3/h。
（三）管理维护制度健全，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。
矿井满足上述三条要求，依照规定能够进行排水系统的能力核定。
二、概况
（一）矿井排水系统
主斜井井底南部中央变电所处联合布置中央水泵房，设有主、副水仓，其中主水仓容量约为600 m3，副水仓容量约为700 m3，水仓总容量为1300 m3。
中央泵房内安装有三台D85—45×5型水泵，分别作为井下工作、备用、检修水泵，两趟φ100 mm的钢管均沿主斜井井筒敷设至地面水池，长度均为1060 m，分别作为井下排水使用的工作、备用水管。排水高度145m。井下流入主、副水仓的涌水经以上水管集中排至地面蓄水池。
上述D85—45×5型水泵额定流量为85 m3/h，扬程为225 m，配用电机功率为90 kW，均由河南豫通集团新乡水泵厂生产。
2009年2月19日山西煤矿设备安全技术检测中心对该矿主排水泵安全检测检验报告中明确1#水泵的流量为71.36m3/h，扬程为154.6m；2#水泵的流量为64.44m3/h，扬程为156.6m；3#水泵的流量为67.86m3/h，扬程为154.6m。
（二）矿井正常涌水量和最大涌水量
根据二OO九年四月由晋城市煤田地质勘探队编制的《沁和能源集团有限公司永安煤矿生产矿井地质报告》预测，3号煤层正常涌水量约为17.5 m3/h，最大涌水量约为38.9 m3/h。矿井2008年实际产量为28.2万t，正常涌水量12.3 m3/h，最大涌水量为13.1 m3/h。由于矿井生产能力提升，预计由45万t/a提升至60万t/a，井下涌水量也将相应提升，采用地质报告中的预测方法，即采用富水系数法，对地质报告预测值和生产实际值分别进行预测，结果为：
地质报告预测结果：正常涌水量23.28 m3/h，最大涌水量约为51.74m3/h。
实际涌水量预测结果：正常涌水量16.4m3/h，最大涌水量约为17.4m3/h。
矿方今后应定期对井下涌水量进行预测、分析，以便根据涌水量的变化及时调整、选择排水系统有关设施、设备。
三、计算结果及过程
（一）分别计算排矿井正常涌水量和排矿井最大涌水量的生产能力
1、校验水泵能否在20 h内排出24 h的正常涌水和最大涌水量
由于地质报告提供的正常涌水量和最大涌水量均大于2008年矿井实际涌水量，故取大值，即为，正常涌水量为23.28 m3/h，最大涌水量51.74 m3/h作为计算依据，工作水泵测定的平均小时排水能力为流量最小的水泵流量，即为64.44m3/h。两台工作水泵平均小时排水能力为流量最小的两台水泵流量之和，即为132.3 m3/h。
正常涌水时，1台工作水泵，20 h排水量：64.44×20 = 1288.4 m3；
正常涌水时，24 h涌水量：23.28×24=558.7 m3 < 1288.8 m3；
最大涌水时，2台工作水泵，20 h排水量：132.3×20 = 2646m3；
最大涌水时，24 h涌水量：51.74×24=1241.8 m3 <2646 m3；
以上计算结果表明，1台水泵及1趟管路工作，备用水泵及管路未投入使用，20 h能排出矿井24小时的正常涌水量或最大涌水量，符合《煤矿安全规程》要求，且说明排水系统能力大。
2、校验水仓容量
由于矿井正常涌水量为23.28 m3/h < 1000 m3/h，水仓容量应符合V ≥ 8 Qn要求。
8 Qn=8×23.28=186.2m3，
而水仓容量1300 m3＞186.2 m3，满足《煤矿安全规程》要求。
（二）计算结果
1、矿井正常涌水量时水泵排水能力计算
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，64.44m3/h；
Pn——上年度日产吨煤所需排出的正常涌水量，0.35m3/t。
吨煤涌水量Pn的选取是在地质报告预测值（0.31 m3/t）与实际值（0.35 m3/t）间取大值，比较后取矿井实测值。计算过程如下：
2.矿井最大涌水量时的排水能力
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小时排水能力，132.3m3/h；
Pm——上年度日产吨煤所需排出的最大涌水量0.69m3/t。吨煤涌水量Pm的选取是在地质报告预测值（0.69 m3/t）与实际值（0.37m3/t）间取大值，比较后取地质报告中预测值。计算过程如下：
3、通过以上校验和计算，取计算结果的较小值，确定矿井排水系统核定能力为121.52万t/a。
第五节 供电系统能力核定
一、核定必备条件的论述
1、该矿供电系统合理，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；
2、该矿供电系统技术档案齐全，各种运行、维护、检查、事故记录完善，管理维护制度健全；
3、该矿具有两回路独立的、没有分接任何负荷的电源线路。
结合以上三款内容，该矿满足供电系统能力核定部分的条件，据此对该矿供电系统进行核定。
二、矿井供电系统概况
（一）矿井电源线路情况
该矿矿井现采用双回路架空线路供电，两回路电源分别来自两个不同的区域变电站。其中主供回路电源来自张山35kV变电站10kV、528线路，导线型号为LGJ—120型钢芯铝绞线，供电距离为2.08km，经该矿10kV变电站XBW-2000/12/6.3 2000kVA型预装式箱式变电站得到6kV电压，6kV高压供电设备选用KYN28－12型高压开关柜。备用电源来自永红35kV变电站6kV、512线路，由永红35kV变电站永安2000kVA专变供电，导线型号为LGJ—120型钢芯铝绞线两趟同时热备用，供电距离为3.50km，经矿KYN28－12型高压开关柜向本矿6kV系统供电。两回路电源采用分列方式运行，即一回路运行一回路热备用，6kV母线采用单母线分段结线方式供电。正常情况下由来自张山35kV变电站的主供回路运行，担负全部负荷用电，来自永红35kV变电站供电回路带电热备用。
（二）矿井用电负荷统计见附表3-5-1
表3-5-1 用电负荷统计
序号 项 目 计量单位 合计 备注
1 变电站变压器总容量 kVA 2000
2 设备装机容量 kW 3389.50
3 运行设备总容量 kW 1096.63
4 井下最大涌水时负荷 kW 696.29
5 2008年用电量 万kW.h 487
6 2008年综合电耗 kW.h/t 12.30 按联合试运转生产月计算
（三）入井电缆、回路数、高压开关与变压器规格
下井电缆采用矿方已有的2趟MYJV22-6kV 3×120型煤矿用铜芯交联聚乙烯绝缘钢带铠装聚氯乙稀护套电力电缆，一回路运行一回路带电备用，每回路全长1150m。高压开关柜采用真空高爆开关柜型号为BGP-6，数量12台；变压器为高爆干式，型号KBSGZY-315/6，数量4台，KBSGZY-200/6，数量1台，KBSGZY-100/6，数量2台，KBSGZY－800/6 6/1.14型矿用隔爆移动变电站1台。
三、电力负荷计算
（一）电源线路安全载流量及压降校核。
1.1主供线路安全载流量校核。
全矿计算电流：
查表得：LGJ-120型钢芯铝绞线在环境温度为25℃时长期容许电流为380A。查表得：LGJ-120型钢芯铝绞线工作在环境温度为40℃时容许载流量的稳定修正系数为0.81。
Ix＝380A×0.81＝307.8A ＞Ij=70.35A
1.2主供线路压降校核。
LGJ-120型10kV三相架空线路单位负荷矩时电压损失百分数：当COSφ＝0.9时为0.454％MW·km（查表）。则电源线路压降为：
ΔU％＝1.097×2.08×0.454％＝1.195％＜5％
其中：矿井负荷为1.097MW，线路长2.08km。
由以上校验可知电源线路安全载流量及电压降均符合要求。
1.3备供线路安全载流量校核。
全矿计算电流：
查表得：LGJ-120型钢芯铝绞线两趟在环境温度为25℃时长期容许电流为760A。查表得：LGJ-120型钢芯铝绞线工作在环境温度为40℃时容许载流量的稳定修正系数为0.81。
Ix＝760A×0.81＝615.60A ＞Ij=117.25A
1.4备供线路压降校核。
LGJ-120型6kV三相架空线路单位负荷矩时电压损失百分数：当COSφ＝0.9时为1.26％MW·km（查表）。则电源线路压降为：
ΔU％＝1.097×3.5×0.454％×0.5＝2.418％＜5％
其中：矿井负荷为1.097MW，线路长3.5km。
由以上校验可知电源线路安全载流量及电压降均符合要求。
（二）下井电缆安全载流量及压降校验。
2.1安全载流量校验。
井下计算负荷电流：
下井电缆两回均采用MYJV22-6kV-3×120型煤矿用铜芯交联聚乙烯绝缘钢带铠装聚氯乙烯护套电力电缆两回，每一回载流量为315A（查煤矿电工手册表）则每一回允许载流量为：
Ix＝315A>83.75A；
2.2电缆压降效核。
MYJV22-6kV-3×120型煤矿用铜芯交联聚乙烯绝缘钢带铠装聚氯乙烯护套电力电缆单位负荷矩时电压损失百分数：
当COSφ＝0.8时为0.622％MW·km（查表）。则电源线路压降为：
ΔU％＝（696.29×1.15×0.622％)＝0.52％＜5％
其中：井下最大涌水时负荷为696.29kW，入井最远线路最长1.15km。
由以上校验可知电源线路安全载流量及电压降均符合要求。
（三）按电源线路和变压器分别计算矿井供电系统能力。
3.1主供电源线路核定供电系统能力
（万t/a）
式中：P─为线路容量；当线路允许载流量为380A时
P＝√3×307.8×10×0.9＝4798.13kW；
当线路压降为5％时，
P＝5％/（0.454％×2.08)＝5.925MW＝5925kW
则线路合理，允许供电容量4798.13kW
W─为上年度吨煤综合电耗为12.30（kWh/t）。
备供电源线路核定供电系统能力
（万t/a）
式中：P──为线路容量；当线路允许载流量为380A时
P＝√3×307.8×6×0.9×2＝5757.76kW
考虑到备用线路有地面直接转接下井，井下电缆电压损耗0.52%，当线路允许最大压降为4.48％时，
P＝4.48％/（1.26％×3.50/2)＝2.032MW＝2032kW
则线路合理，允许供电容量2032kW
W─为上年度吨煤综合电耗为12.30（kWh/t）。
3.2主变压器核定供电系统能力。
（万t/a）
式中：S──变压器容量，2000kVA
Ψ──为功率因数，取0.9；
W──为上年度吨煤综合电耗12.30kWh/t
（四）计算结果
1、电源线路供电能力核定81.27万t/a；
2、变压器供电能力核定77.27万t/a；
3、根据以上计算，矿井供电系统能力核定为77.27万t/a。
第六节 井下运输系统能力核定
一、核定必备条件的论述
1、系统环节完善。该矿井下运输系统实现连续输送，运转正常。带式输送机配备KYDJ-Z型带式输送机综合后备保护系统，系统中相关设备必配的保护设施齐全，满足《煤矿生产能力核定标准》运输系统能力核定必备条件第一条的要求。
2、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。满足《煤矿生产能力核定标准》运输系统能力核定必备条件第二条的要求。
3、井下运输系统采用的设备符合相应的防爆要求。带式输送机采用阻燃型胶带，电动机符合防爆要求。满足《煤矿生产能力核定标准》运输系统能力核定必备条件第三条的要求。
该矿井下运输系统满足《煤矿生产能力核定标准》井下运输系统能力核定所有必备条件，可以进行能力核定。
二、概况
主运输煤流系统为：运输顺槽带式输送机（1部STJ800/40型带式输送机）→胶带下山（5部DTL80型带式输送机）→井底煤仓→主斜井（箕斗）→地面。
材料运输系统为：地面材料设备→副斜井→井底车场→北斜巷（JW1200/60型无极绳绞车）→运料平巷（JW1200/60型无极绳绞车）→材料下山（JW1600/80型无极绳绞车）→各用料地点。
三、计算过程及结果
按照运输方式和规定，选取井下各运输环节能力核定计算公式及参数。
回采工作面刮板输送机型号SGB-630/150型，配用电机功率2×75kW，输送量254t/h；运输顺槽转载机型号SGB-630/75，配用电机功率75kW，输送量250t/h；运输顺槽带式输送机型号STJ800/40，带宽B＝0.8 m，带速V＝2.0 m，长度L＝400 m，巷道倾角为1ο～5ο，电机型号DSB40，功率40kW，减速器为P1B，输送量400t/h；胶带下山共1400m，装有5部DTL80型带式输送机，带宽B＝0.8 m，带速V＝2.0m，长度L＝350 m，巷道倾角为1ο～5ο，电机型号DSB-40，功率40kW，减速器为P1B，输送量310t/h；井下带式输送机安装KYDJ-Z型矿用隔爆兼本安型带式输送机综合保护装置，制动器型号BYWZ，逆止器型号NF，拉紧装置为JDSB4-4绞车拉紧；井底煤仓安装两台GMW-K3给煤机，底板行程为100 mm，小时处理能力为165 t/h。
1.按照刮板输送机计算公式核定矿井运输能力
回采工作面SGB-630/150型刮板输送机和运输顺槽SGB-630/75型转载机运输能力分别为：254t/h，250t/h。取小值计算其年运输能力核定如下：
式中：A——年运输量，万t/a；
A1——输送机小时运输能力，250t/h；
k1——运输不均衡系数，取1.1。
回采工作面SGD-630/150型刮板输送机和运输顺槽SZB-630/75型转载机实测运输能力：250t/h。其年运输能力核定如下：
2.按照钢丝绳芯胶带（普通织物芯胶带）输送机计算公式核定矿井运输能力
①按输送机技术特征计算如下：
式中：A——年运输能力，万t/a；
t——日净运输时间为16h；
k——输送机负载断面系数，查表选取400；
B——输送机带宽，0.8m；
k1——运输不均匀系数，取1.1；
γ——松散煤容积重，t/m3; 取0.85~0.90
v——输送机带速，2.0m/s；
C——输送机倾角系数，查表选取0.98。
②按原设计能力计算如下：
带式输送机带宽800mm，带速2.0m/s，原设计输送机能力400t/h和310t/h，取小值计算，所以有：
按实测能力计算如下：
带式输送机带宽800mm，带速2.0m/s，实测输送机能力288t/h，所以有：
3.按照给煤机的输送能力核定矿井运输能力
胶带下山带式输送机运煤至井底煤仓，仓下两台GMW-K3给煤机给入主斜井箕斗提升至地面。每台给煤机输送能力为165t/h。
式中：——给煤机小时运输能力，165t/h；
k1——运输不均衡系数，取1.2。
4.井下运输能力核定结果
综合以上计算分析，取计算结果的较小值，确定矿井运输系统核定能力为120.00万t/a。
第七节 采掘工作面能力核定
一、核定必备条件的论述
1、井下布置一个采区，一个高档普采工作面和三个备用工作面，无掘进工作面，满足《生产能力核定标准》采掘工作面能力核定必备条件第一条的要求。
2、该矿核定60万吨/年，严格控制下井人数，严格按定编定员标准组织生产，满足《生产能力核定标准》采掘工作面能力核定必备条件第二条的要求。
矿井岗位定员表（60万吨/年）
序号 工 种 出勤人数
第一班 第二班 第三班 第四班 合 计
一 综采队
1 队长 1 1 1 1 4
3 采煤机司机 3 3 3 9
4 工作面刮板输送机司机 1 1 1 3
5 支护工 6 6 6 18
8 机电维修工 2 2 2 8 14
10 泵站工 1 1 1 3
11 顺槽带式输送机司机 1 1 1 3
12 瓦斯员 1 1 1 1 4
13 安全员 1 1 1 1 4
14 验收员 1 1 1 3
15 看电缆工 1 1 1 3
16 放煤工 4 4 4
小计 23 23 23 11 80
二 掘进队
1 队长 2 2 2 2 4
2 安全员 2 2 2 2 4
3 放炮员 2 2 2 3
4 打眼工 2 2 2 3
5 装煤工 4 4 4 6
序号 工 种 出勤人数
第一班 第二班 第三班 第四班 合 计
6 瓦斯员 2 2 2 2 4
7 支护工 4 4 4 6
小计 18 18 18 6 60
三 运输队
1 队长 1 1 1 1 4
2 绞车司机 5 5 5 9
3 带式输送机司机 5 5 5 9
4 机电维修工 2 2 2 4 10
5 把钩工 5 5 5 9
小计 18 18 18 5 59
四 通风安全队
1 队长 1 1 1 1 4
2 瓦斯巡视员 1 1 1 1 4
3 巷道及通风设施维修工 2 2 2 6 12
小计 4 4 4 8 20
五 其他
1 井底车场 3 3 3 3 12
2 井下主变电所及水泵房 1 1 1 1 4
3 井下总调度 1 1 1 1 4
4 井下急救 1 1 1 1 4
5 电工 2 2 2 2 8
5 跟班领导 1 1 1 1 4
小计 9 9 9 9 36
井下工人合计 72 72 72 39 255
3、该矿实现了长壁式开采，采煤工作面长100m，满足《生产能力核定标准》采掘工作面能力核定必备条件第三条的要求。
4、该矿为高瓦斯矿井，没有煤与瓦斯突出危险性，采用后退式采煤方法。采煤工作面采用采用双巷布置，分别为运输顺槽和回风顺槽，运输顺槽进风，回风顺槽回风，采煤工作面保持有两个畅通的安全出口，一个通到回风巷（回风顺槽），另一个通到进风巷（运输顺槽）。满足《生产能力核定标准》采掘工作面能力核定必备条件第四条的要求。
5、采区形成了完整的通风、排水、供电、运输、压风、通讯等系统，没有出现非正规下山开采的情况，满足《生产能力核定标准》采掘工作面能力核定必备条件第五条的要求。
6、矿井布置一个回采工作面，现有三个准备工作面，可保证回采工作面的正常接续，均衡稳定生产。“三个煤量”符合国家有关规定，满足《生产能力核定标准》采掘工作面能力核定必备条件第六条的要求。
综上，该矿满足《生产能力核定标准》采掘工作面能力核定各项必备条件的要求。
二、概况
（一）煤矿现主要生产采区及接续采区情况
永安煤矿现主采煤层为沁水煤田山西组3号煤层，井田面积3.8587 km2，规划为一个生产采区。煤层厚度6.23—6.66 m，平均煤厚6.43 m，厚度大且稳定，全区可采，含炭质泥岩或泥岩夹石0—3层，一般1—2层，夹矸单层厚0.05—0.30，结构简单—复杂。煤层倾角4—6º。该煤层伪顶为泥岩，直接顶为粉砂岩，老顶为细砂岩（K）。底板为黑色泥岩、砂质泥岩。矿井原核定生产能力为45万t/a。截止2008年底，井田内3号煤层保有资源储量为16040kt，可采储量3754kt。
（二）采掘队个数及生产地点的接续安排
目前矿井布置一个回采工作面和三个备用工作面，由于矿井目前已形成3个备用工作面，暂没有布置掘进工作面。现有一个采煤队和一个掘进队。
采煤队在3210下分层回采工作面进行回采，掘进队在回采工作面开采苏家岭压煤区上分层工作面后紧接掘进下分层工作面巷道。
三年接替情况见后三年采煤工作面接续表。
（三）主要采煤方法
主要采煤方法为长壁分层采煤法（采上、采下放中），金属网假顶管理顶板。
（四）采煤工艺及采掘机械化装备情况
现采工作面为下分层工作面，采下放中，工作面编号为3210，工作面长100 m，顺槽长度420 m。后三年下分层接续工作面平均长度100 m，工作面循环进度为0.6 m，日进尺5.4m，采高2.3 m，放顶高1.84 m，采放比1：0.8。
开采上分层工作面时，工作面长110 m。后三年上分层接续工作面平均长度110 m，工作面循环进度为0.6 m，日进尺7.2 m，采高2.29 m。
工作最小控顶距3.8 m，最大控顶距4.4 m。工作面采用高档普采工艺，采煤机机割煤、装煤、刮板机运煤、整体顶梁组合悬移液压支架支护、金属网假顶管理顶板。
工作面装备：
采煤机型号：MG160/375-WD型，1台；
工作面输送机型号：SGB-630/150型，1台；
支架型号：ZH2600/16/24Z型，100架，另备用有10架；
端头支护型号：ZH2600/16/24Z型，4架，另备用有1架。
（五）单产单进
采煤工作面年平均单产70万t/a以上，煤巷掘进工作面月进尺一般在200～300 m左右，能够满足矿井生产接替。
二、计算过程及结果
（一）计算方法的选择及参数选取
根据该矿采掘工作面的布置和近年生产实际，应按照特殊情况进行核定，采掘工作面生产能力核定的主要内容和计算方法如下：
1、采煤工作面能力。
Ac＝10-4·L·h·r·b·n·c·a·N（万t/a）
式中：Ac——采煤工作面年生产能力，万t/a；
L——采煤工作面平均长度， m；
h——采煤工作面煤层平均采高， m；
r——原煤视密度；
b——采煤工作面平均日推进度， m；
n——年工作日数；
N——正规循环作业系数；
C——采煤工作面回采率；
a——采煤工作面平均个数。
2、掘进煤量计算：
Aｊ＝10－4ｒΣSｉ·Lｉ （万t/a ）
式中：Aｊ——掘进煤量，万t；
r——原煤视密度；
S——巷道纯煤面积；
L——巷道年总进尺。
3、矿井采掘工作面生产能力为：
A＝Ac＋Aｊ（万 t/a）
（二）计算结果
1、采煤工作面能力：
采煤工作面能力按矿井分别开采上分层和下分层时的能力平均值计算：
Ac上＝10-4·L·h·r·b·n·c·a·N
＝10-4×110×2.29×1.45×7.2×330×0.8×0.95×1
＝65.96（万 t/a）
式中：Ac上——采上分层工作面时年生产能力，万t/a；
L——采煤工作面平均长度，110 m；
h——采煤工作面煤层平均采高，2.29 m；
r——原煤视密度，1.45 t/m3；
b——采煤工作面平均日推进度，7.2 m；
n——年工作日数，取330天；
N——正规循环作业系数，取0.8；
C——采煤工作面回采率，95%；
a——采煤工作面平均个数，1。
Ac下＝10-4·L·h1·r·b·n·c1·a·N+10-4·L·h2·r·b·n·c2·a·N
＝10-4×100×2.3×1.45×5.4×330×0.95×1×0.8+
10-4×100×1.84×1.45×5.4×330×0.80×1×0.8
=75.59（万t/a）
式中：Ac下——采下分层工作面时年生产能力，万t/a；
L——采煤工作面平均长度，100m；
h1——采煤工作面煤层平均采高，2.3m；
h2——采煤工作面煤层平均放煤高度，1.84m；
r——原煤视密度，1.45t/m3；
b——采煤工作面平均日推进度，5.4m；
n——年工作日数，取330天；
N——正规循环作业系数，取0.8；
c1——采煤工作面回采率，采面回收率95%；
c2——采煤工作面回采率，顶煤回收率80%；
a——采煤工作面平均个数， 取1个。
Ac= （Ac上+ Ac下）/2
=（65.96+75.59）/2
=70.78（万t/a）
式中：Ac——采煤工作面年生产能力，万t/a；
Ac上——采上分层工作面时年生产能力，万t/a；
A下——采下分层工作面时年生产能力，万t/a；
2、掘进煤量计算：
现无掘进工作面。
3、矿井采掘工作面生产能力为：
A＝Ac＋Aｊ
＝70.78＋0
＝70.78（万t/a）
采掘接续条件核定能力：
表3-7-1 后三年采煤工作面接续表
单位 工作面
编号 可采储量
（万t） 接续起止日期 后一年
（万t） 后二年
（万t） 后三年
（万t）
综采队 3210 27.23 2010.01.01～2010.06.13 27.23
3301 7.23 2010.06.14～2010.7.1 7.23
3303 7.09 2010.7.1～2010.8.13 7.09
3305 8.5 2010.8.14～2010.9.29 8.5
3302 11.35 2010.10.1～2011.1..9 10 1.35
3304 11.4 2011.1..9～2011.3..16 11.4
3306 13.76 2011.3..17～2011.6..10 13.76
3211 3.96 2011.6.11～2011.7..6 3.96
3212 2011.7.7～2011.8.13 6.02
3110 2011.8.14～2011.9..30 2.78
3401 2011.10.1~2011.12.9 11.4
3403 2011.12.10~2012.2.18 4.87 6.53
3402 2012.2.19~2012.7.10 23.6
3404 2012.7.11~2012.11.26 21.92
3405 2012.11.27~2012.12.31 7.32
掘进煤 0.91 4.65 1.13
原煤合计 60.96 60.19 60.5
确定矿井采掘工作面生产能力为70.78万t/a。
三、问题及建议
1、建议进一步提高采煤机械化程度，采用综采放顶煤采煤工艺。
第八节 通风能力核定
一、矿井通风能力核定必备条件论述
（一）该矿有主斜井、副斜井和行人斜井进风，回风立井回风。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，通风设施齐全可靠，满足《生产能力核定标准》通风能力核定必备条件第一条的要求；
（二）该矿回风立井安装有BDK-№24型轴流式风机两台，一台工作一台备用。该通风机经山西煤矿矿用安全产品检测中心检验合格，详见煤矿在用主通风机系统安全检测检验报告，满足《生产能力核定标准》通风能力核定必备条件第二条的要求；
（三）该矿有安全检测仪器、仪表，并有足够的备用量，满足《生产能力核定标准》通风能力核定必备条件第三条的要求；
（四）该矿目前未布置掘进工作面；
（五）采掘工作面无串联通风情况，满足《生产能力核定标准》通风能力核定必备条件第五条的要求；
（六）矿井瓦斯管理可靠，符合有关规程规定要求，满足《生产能力核定标准》通风能力核定必备条件第六条的要求。
沁河能源集团公司永安煤矿满足通风能力核定的必备条件。
二、通风概况
（一）通风方式及方法
矿井通风方式为中央边界式，通风方法为机械抽出式。
（二）进回风井数量及风量
矿井现有四个井筒，主斜井、副斜井、行人斜井进风，回风立井回风。主斜井进风量为3898 m3/min，副斜井进风量为568 m3/min，行人斜井进风量为481m3/min，回风立井回风量5052m3/min。
（三）矿井需要风量、实际风量、有效风量
根据目前矿井生产布置情况，矿井总需风量为4422 m3/min，矿井总进风量为4947m3/min，矿井总排风量达5052m3/min，矿井有效风量4773 m3/min，矿井有效风量率为96.5%。
（四）矿井瓦斯等级，瓦斯和二氧化碳的绝对、相对涌出量
根据山西省煤炭工业局文件晋煤安发【2009】35号《关于晋城市2008年度年产30万吨及以上煤矿矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复》，该矿风排瓦斯涌出量7.21m3/min，抽出量4.08 m3/min，总量为11.29 m3/min，相对涌出量13.36m3/t，CO2绝对涌出量2.29m3/min，相对涌出量2.71m3/t，属高瓦斯矿井。根据煤炭科学研究总院沈阳分院编制的《沁和能源集团公司永安煤矿瓦斯抽放工程改造设计》，永安煤矿按照目前只有一个下分层回采工作面计算，矿井相对瓦斯涌出量为12.72m3/t，矿井年产量达到60万吨后，按日产量1818 t考虑，矿井绝对瓦斯涌出量为16.06m3/min（其中抽放量11.24m3/min，风排量4.82 m3/min）。
（五）主通风设备及运行参数，风量，风压，通风阻力，等积孔
回风立井装备BDK-№24型轴流对旋风机两台，一台工作，一台备用，均由山西省运城宇龙风机水泵制造有限公司生产，其配套电机型号为YB355L2-8，额定功率200 kW×2，转速为740r/min。目前排风量5052 m3/min。系统通风总阻力为2058 Pa，矿井总等积孔为：2.21m2，属通风容易矿井。
三、计算过程及结果
（一）矿井瓦斯涌出量预测
1.煤层瓦斯主要参数
根据山西三和科技有限公司、阳泉煤业集团有限责任公司设计院《山西省沁水县永安煤矿瓦斯抽放系统改造设计》（2002.10），具体参数如下表：
瓦斯基本参数实测及参考值
参数名称 对象煤层 单位 参数值
煤层瓦斯压力 3号 MPa 0.854
煤层瓦斯含量 3号 m3/t 21.24
残存瓦斯含量 3号 m3/t 5.0（查表计算）
煤容重 3号 t/m3 1.45
煤层透气性系数 3号 m2/MPa2·d 1.2642
钻孔瓦斯流量衰减系数 3号 d-1 0.0018
2.矿井瓦斯涌出量预测
该矿委托煤炭科学研究总院沈阳分院二○一○年一月编制了《沁河能源集团公司永安煤矿瓦斯抽放工程改造设计》。根据该设计并依据《矿井瓦斯涌出量预测方法》（AQ1018-2006），利用分源预测法对矿井生产能力增加至60万t/a时的矿井瓦斯涌出量进行预测。
⑴回采工作面瓦斯涌出量
永安煤矿开采的3号煤层与其邻近的煤层相距较远，所以开采3号煤层期间矿井的瓦斯涌出量主要来自于本煤层。即回采工作面的瓦斯涌出量只包括开采层瓦斯涌出量（包括围岩），具体按下式计算：
式中：q1——开采层瓦斯涌出量，m3/t；
k1——围岩瓦斯涌出系数。其值取决于回采工作面顶板管理
方法，取1.20；
k2——工作面丢煤瓦斯涌出系数，其值为工作面回采率的倒
数，取1.08；
k3——准备巷道预排瓦斯对工作面煤体瓦斯涌出影响系数，
k3=（L-2h）/L＝0.79；
其中：L——工作面长度，m，取100 m；
h——巷道瓦斯预排等值宽度，m，按照中华人民共和国安全
生产行业标准《矿井瓦斯涌出量预测方法》，h值取10.5m；
——第i个分层工作面得瓦斯涌出系数，3号煤层分两层开
采，取开采上分层的1.504；开采下分层的0.496；
X——煤层原始瓦斯含量，m3/t ，X值取21.24 m3/t；
Xc——煤的残存瓦斯含量，m3/t ，按照中华人民共和国安全
生产行业标准《矿井瓦斯涌出量预测方法》（AQ1018-2006），Xc值取5.00 m3/t。
则上分层开采时工作面瓦斯涌出量为：
=1.2×1.08×0.79×1.504×(21.24-5.00)=25.00m3/t
下分层开采时工作面瓦斯涌出量为：
=1.2×1.08×0.79×0.496×(21.24-5.00)=8.25m3/t
3号煤层上分层回采工作面瓦斯涌出量预测结果为：相对瓦斯涌出量为25.00m3/t，回采工作面的开采强度取1636t/d（矿井日产量的90%）。
3号煤层下分层回采工作面瓦斯涌出量预测结果为：相对瓦斯涌出量为8.25m3/t，回采工作面的开采强度取1636t/d（矿井日产量的90%）。
⑵掘进工作面瓦斯涌出量
掘进工作面瓦斯涌出量包括掘进时煤壁瓦斯涌出和落煤瓦斯涌出：
qj=qB+qL
式中：qj——掘进工作面瓦斯涌出量，m3/ min；
qB——煤壁瓦斯涌出量，m3/ min；
qL——落煤瓦斯涌出量，m3/ min。
① 掘进工作面煤壁瓦斯涌出量
在巷道掘进过程中，巷道周围煤层中的瓦斯压力平衡状态遭到破坏，煤体内部到煤壁间存在着压力梯度，瓦斯就会沿煤体裂隙及孔隙向巷道泄出。单位时间内单位面积暴露煤壁泄出的瓦斯量（煤壁瓦斯涌出速度）随着煤壁暴露时间的延长而降低。通常暴露6个月后煤壁瓦斯涌出基本稳定。其计算公式为：
式中：qB—掘进巷道煤壁瓦斯涌出量，m3/min；
D——巷道断面内暴露煤面的周边长度，取D=7.30m；
v——巷道平均掘进速度，m/min，取0.00347；
L——掘进巷道长度，m，取L=900m；
q0——煤壁瓦斯涌出初速度，m3/m2.min按下式计算：
式中：Vf—煤中挥发份含量，%，取6.73；
X——煤层原始瓦斯含量，m3/t，取21.24 m3/t。
q0=0.026×[0.0004×(6.73)2+0.16]×21.24=0.098m3/m2.min
根据上式计算得:
qB=7.3×0.00347×0.098×[2×(900/0.00347)1/2-1]=2.54m3/min
②掘进工作面落煤瓦斯涌出量
式中：qL——掘进巷道落煤瓦斯涌出量，m3/min；
v——巷道平均掘进速度，m/min，v取0.00347 m/min；
S——掘进巷道断面积，m2，S取5.4m2；
γ——煤的密度，γ=1.45t/m3；
X0——煤层原始瓦斯含量，m3/t，X0取21.24m3/t；
X1——煤层残存瓦斯含量，m3/t，X1取5.00 m3/t。
qL=5.4×0.00347×1.45×(21.24-5.00)=0.44m3/min。
则掘进工作面瓦斯涌出量qj=qB+qL=2.54＋0.44=2.98m3/min。
⑶矿井瓦斯涌出量预测
矿井瓦斯涌出量计算公式如下：
式中：qkj——矿井瓦斯涌出量，m3/t；
——生产采区采空区瓦斯涌出系数，取0.20 ；
——已采采区采空区瓦斯涌出系数，取0.25；
qhi——第i个回采区工作面的瓦斯涌出量，上分层25.00m3/t，
下分层8.25m3/t；
qji——第i个掘进工作面瓦斯涌出量，2.98m3/min；
Ai——第i个回采工作面平均日产量，t，Ai=1636t；
A0——矿井平均日产量，t，Ai=1818t；m。
矿井相对瓦斯涌出量为：
qkj=(1+0.2)×(1+0.25)×(25.0×1636+1440×2.98)/1818=37.29m3/t。
⑷计算矿井及采掘工作面绝对瓦斯涌出量
当矿井生产能力增加至60万t/a时，根据上述预测矿井相对瓦斯涌出量为37.29m3/t，回采工作面上分层相对瓦斯涌出量为25.0m3/t，下分层相对瓦斯涌出量为8.25m3/t，根据下式换算矿井和回采工作面的绝对瓦斯涌出量：
式中：——绝对瓦斯涌出量，m3/min；
——相对瓦斯涌出量，m3/t；
Kn——瓦斯涌出不均衡系数，取1.2；
A——日平均产量， t。
矿井绝对瓦斯涌出量：
。
上分层回采工作面绝对瓦斯涌出量：
。
下分层回采工作面绝对瓦斯涌出量：
。
掘进工作面瓦斯涌出量为2.98×1.2=3.58 m3/min，该矿共布置两个掘进工作面。
由于瓦斯为预测数据，存在一定的不确定性，在正常生产过程中可根据实际瓦斯涌出量对矿井通风参数进行适当调整。矿井应及时进行瓦斯等级鉴定，加强瓦斯检测监控工作，预防瓦斯事故的发生。
3.矿井抽放量预计
根据煤炭科学研究总院沈阳分院二0一0年一月编制的《沁河能源集团公司永安煤矿瓦斯抽放工程改造设计》，永安煤矿采用本煤层和采空区同时抽放的综合瓦斯抽放法。本煤层抽放采用在3号煤层回采工作面运输顺槽施工顺层平行长钻孔预抽和边采边抽相结合的抽放方式，钻孔长度90m，孔间距6m，在确保预抽时间240天的情况下，本煤层瓦斯抽放率可以达到50%以上；采空区瓦斯抽放量可达到采空区瓦斯涌出的60%以上，矿井瓦斯抽放率可达到矿井瓦斯涌出的50%以上。符合《煤矿瓦斯抽采基本指标》（AQ1026-2006）的要求。
永安煤矿3号煤层资源接近枯竭，近几年的瓦斯涌出量很小，近几年的瓦斯抽放量也很小。
根据该矿瓦斯抽放设计和矿井实际情况，回采工作面瓦斯抽放率取70%，掘进工作面瓦斯抽放率取60%。即上分层回采工作面风排瓦斯量为10.23m3/min，下分层回采工作面风排瓦斯量为3.39m3/min。掘进工作面风排瓦斯量为1.44m3/min。
（二）矿井需要风量计算
1、回采工作面需要风量计算
由于该矿是分层开采，上分层需风量比下分层大，本次设计分开计算。该矿上分层高档普采工作面长度110 m，采高2.29m，最大控顶距4.4m，最小控顶距3.8 m。该矿现生产的工作面为3210下分层高档普采工作面。3210工作面长度100 m，采高2.3m，放顶高1.84 m，循环进度为0.6 m，日进尺4.8 m，最大控顶距4.4m，最小控顶距3.8 m。
下分层工作面需风量：
（1）按气象条件确定需要风量
式中：——回采工作面需要风量，m3/min；
——不同采煤方式工作面所需的基本风量，m3/min；
——回采工作面采高调整系数，取1.5；
——回采工作面长度调整系数，取1.0；
——回采工作面温度调整系数，取1.0；
（2）按瓦斯或二氧化碳涌出量计算
式中：——回采工作面实际需要风量，m3/min；
——回采工作面回风流中瓦斯（或二氧化碳）的平均绝对
涌出量，3.39m3/min；
——回采工作面瓦斯涌出不均衡通风系数，取1.6。
（3）按工作面温度选择适宜的风速进行计算
式中：——回采工作面适宜风速，取1.0m/s；
——回采工作面的平均断面积，9.43m2。
（4）按采煤工作面同时作业人数计算需要风量
式中：4——每人每分钟应供给的最低风量，m3/min；
nc——回采工作面同时工作的最多人数，34人。
（5）按风速进行验算
式中：S——工作面平均断面积，9.43m2。
通过以上计算及验算，下分层回采工作面需风量取最大值为594m3/min。
上分层工作面需风量：
（1）按气象条件确定需要风量
式中：——回采工作面需要风量，m3/min；
——不同采煤方式工作面所需的基本风量，m3/min；
——回采工作面采高调整系数，取1.1；
——回采工作面长度调整系数，取1.0；
——回采工作面温度调整系数，取1.0；
（2）按瓦斯或二氧化碳涌出量计算
工作面布置有专用排瓦斯巷的回采工作面风量计算：
其中：
式中：——回采工作面实际需要风量，m3/min；
——回采工作面回风流中瓦斯（或二氧化碳）的平均绝对
涌出量，m3/min；按回风顺槽瓦斯占回采工作面瓦斯总涌出量的20%，瓦斯尾巷瓦斯占回采工作面瓦斯总涌出量的80%，则回风流瓦斯的平均绝对涌出量为10.23×20%=2.05m3/min。
——回采工作面瓦斯尾巷瓦斯（或二氧化碳）的平均绝对
涌出量，m3/min；则瓦斯尾巷瓦斯的平均绝对涌出量为10.23×80%=8.18m3/min。
——回采工作面瓦斯涌出不均衡通风系数，取1.6。
（3）按工作面温度选择适宜的风速进行计算
式中：——回采工作面适宜风速，取1.0m/s；
——回采工作面的平均断面积，9.43m2。
（4）按采煤工作面同时作业人数计算需要风量
式中：4——每人每分钟应供给的最低风量，m3/min；
nc——回采工作面同时工作的最多人数，34人。
（5）按风速进行验算
式中：S——工作面平均断面积，9.43m2。
通过以上计算及验算，上分层回采工作面需风量取最大值为851.5m3/min。
备用工作面风量取回采工作面所需风量的50%，该矿现有三个备用工作面，都为上分层备用工作面，即备用工作面风量为851.5÷2×3=1277.3m3/min。
2、掘进工作面需要风量计算
该矿现无掘进工作面，目前该矿备用有3个回采工作面。考虑到后期该矿还有掘进工程，本次核定布置两个掘进工作面。
（1）按瓦斯涌出量计算：
①按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算
式中：——掘进工作面需要风量，m3/min；
——掘进工作面回风流中瓦斯（或二氧化碳）的绝对涌出
量，1.43 m3/min；
——瓦斯涌出不均衡通风系数，取2.0。
②按局部通风机实际吸风量计算需要风量
煤巷掘进：
式中：——局部通风机实际吸气量，局部通风机型号为FBDNO5.6，电机功率2×15KW，最大额定吸风量为409m3/min；
Ii——掘进工作面同时通风的局部通风机台数，1个。
S——局部通风机至掘进工作面回风口之间巷道的净断面
积，5.6m2；
③按掘进工作面同时作业人数计算
每人供风≮4m3/min：
式中：N——掘进工作面最多人数，12人。
④按风速进行验算
式中：——掘进工作面的断面积，5.6m2。
通过以上计算及验算，一个掘进工作面需风量取493m3/min，两个掘进工作面风量为986m3/min。
3、井下硐室需要风量
井下独立通风硐室有采区变电所、火药库及3204水仓。各配风90m3/min，共270m3/min。
4、其他巷道配风
根据该矿实际情况，其它井巷实际需要风量取300 m3/min。
5.矿井总需风量确定
式中：——采煤工作面实际需要风量和总和，m3/min；
——掘进工作面实际需要风量和总和，m3/min；
——硐室实际需要风量和总和，m3/min；
——矿井除了采、掘、硐室地点以外的其它巷道需要
风量的总和，m3/min；
K——矿井通风需风系数，取1.20。
目前矿井总进风量为4947m3/min，而实际需风量为4422m3/min，富余525m3/min，矿井总进风量是矿井实际需风量的1.12倍，满足矿井生产要求。
（二）矿井通风系统生产能力计算
根据《煤矿生产能力核定标准》规定，该矿通风能力核定采用由里向外和算法计算。
矿井总进风量4947m3/min，可安排1个回采工作面，2个掘进工作面和三个备用工作面。该矿布置有3210下分层高档普采工作面，目前没有掘进工作面。
下分层回采工作面特征表
综采工作面 工作面平均长度
(m) 平均采高
(m) 原煤视密度
(t/m3) 回采率
(%) 年工作日
(d)
100 采2.3
放1.84 1.45 采煤面95
顶煤80 330
正规循环作业系数(%) 工作面个数 日推进度
(m/d) 采煤方法 生产能力
(万t/a)
0.8 1 5.4 放顶煤 75.59
矿井通风系统生产能力为：
（三）矿井通风能力验证
1、矿井主要通风机性能验证
工作风机为BDK-№24型轴流式风机，现工作风机排风量5052m3/min，静压为2058Pa，通风机性能测试报告及风机特征曲线由山西煤矿矿用安全产品检验中心测试。由风机特征曲线可以看出，主扇风机的工况点处于风压特征曲线“驼峰”的右侧，在合理工作范围之内，运行稳定。目前矿井布置布置1个回采工作面（3210下分层高档普采工作面），3个备用工作面（3301、3303、3305上分层工作面）；未布置掘进工作面。
2、利用用风地点有效风量进行验证
2009年8月，矿井总进风量4947 m3/min，有效风量4773m3/min，矿井有效风量率为96.5%，总需风量为4422m3/min。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。数据验证情况具体见下表。
矿井用风地点有效风量验证表
序号 名 称 地 点 风量（m3/min） 风流速度（m/s） 温度（℃）
需风量 实测
风量 是否满
足要求 规程
规定 实际
测定 是否符
合要求 规程
规定 实际
测定 是否满
足要求
1 矿井
总进总回 主斜井进风 3898 <8 5.45 是
副斜井进风 568 <8 1.39 是
行人斜井 481 <8 1.6 是
总回风 5052 <8 5.61 是
2 回采工作面 3210回采面 851.5 986 是 0.25-4 3.16 是 ≤26 14 是
3 备用工作面 3301 452.8 507 是 0.25-4 1.46 是 ≤26 16 是
3303 452.8 496 是 0.25-4 1.42 是 ≤26 16 是
3305 452.8 501 是 0.25-4 1.44 是 ≤26 16 是
4 硐室 采区变电所 90 266 是 ≤30 22 是
火药库 90 262 是 ≤30 20 是
3204水仓 90 268 是 ≤30 20 是
5 其它巷道 猴车尾轮 120 262 是 0.25-6 0.57 是
皮带下山进风 88 665 是 0.15-6 1.18 是
材料下山进风 74 560 是 0.15-6 1.20 是
3、利用稀释瓦斯能力进行验证
矿井瓦斯等级鉴定均为高瓦斯矿井。根据瓦斯等级鉴定和开采时间瓦斯管理经验，经过抽放后在正常通风情况下，工作面进、回风巷瓦斯含量较低，矿井通风能力满足稀释排放瓦斯的需要。具体验证数据见下表。
矿井稀释瓦斯能力验证表
序号 地点 规程规定 实际测定 是否满足要求
1 3210采面回风 ＜1% 0.12% 是
2 3301备用面回风 ＜1% 0.54% 是
3 3303备用面回风 ＜1% 0.34% 是
4 3305备用面回风 ＜1% 0.14% 是
5 总回风 ＜0.75% 0.18% 是
4.确定矿井通风能力核定结果
该矿井属于高瓦斯矿井，通风系统完整、可靠，采掘工作面均实现了独立通风，没有不合理的通风系统，也不存在串联通风、扩散通风、采空区通风的用风地点，因此没有涉及扣减通风能力的项目。
经过以上计算和能力验证，矿井主要通风机实际运行工况点处于安全、稳定、可靠、合理的范围之内，通风动力与主要通风机性能相匹配，能够满足安全生产实际需要。各用风地点及采区有效风量满足要求，井巷中风流速度、温度等符合《煤矿安全规程》规定。各相关地点瓦斯检测结果大大低于《煤矿安全规程》的有关规定。矿井产量达到本次核定能力时矿井的通风能力能够确保矿井安全生产的需求。
因此，经分析验证，矿井通风能力为75.59万t/a。
四、问题及建议
（一）矿方应加大通风设施管理力度，改进通风设施的施工质量，合理调节风量，增强矿井通风系统的安全性和稳定性。
（二）不断挖掘矿井瓦斯抽放潜力，充分发挥瓦斯抽放系统的作用。保证“抽采达标”。
第九节 地面生产系统能力核定
一、能力核定必备条件的论述
1、地面筛分环节：配备一台篦条筛和一台双层振动筛，原煤分四级；
2、地面带式输送机环节：配备大块带式输送机、-50mm混煤带式输送机、末煤带式输送机三条带式输送机，带式输送机参数后述；
3、外运装车环节：配备两台ZL50G型铲车装车，汽车外运销售；
4、储煤场：容量为3万t，缓冲生产天数为15天。
以上生产系统各环节，设备均运转正常，符合能力核定的要求。
二、生产系统概述
图3-9-1 生产工艺流程图
该矿地面未建洗煤厂，只对原煤进行四级筛分，汽车外运销售。地面生产系统为：原煤由主斜井箕斗提升出井后，运至篦条筛，筛上物+50mm大块经带式输送机运往大块储煤场存放，筛下物0～50mm混煤经带式输送机运至筛分楼进行再次筛分，装备一台双层振动筛，筛上物25～50mm中块、13～25mm小块分别经溜槽入各自储煤场存放，筛下物-13mm末煤经带式输送机入末煤储煤场存放，地面设3万t的储煤场一处，2台铲车同时装车。生产工艺流程如图3-9-1。
三、计算过程
根据矿井的实际生产情况，各粒级产品煤的比例如下：
+50mm大块煤： 10%
25mm～50mm中块煤： 7%
13mm～25mm小块煤： 11%
-13mm末煤： 72%
在满足矿井生产能力60万t/a的条件下，各粒级产品处理系统的能力应满足：
+50mm大块煤系统处理能力>6万t/a
25mm～50mm中块煤系统处理能力>4.2万t/a
13mm～25mm小块煤系统处理能力>6.6万t/a
-13mm末煤系统处理能力>43.2万t/a
(一)主要设备能力核定
1、筛分系统
篦条筛：筛分能力为200～300t/h，则年处理能力为：
双层振动筛：筛分能力为250t/h，则年处理能力为：
2、+50mm大块煤运输系统
大块带式输送机：带宽B=650mm，v＝1.25m/s，输送能力110t/h，制动器型号为BYWZ，逆止器型号为NF，防护装置为KYDJ-Z，年处理能力为：
其中大块煤带式输送机输送量占矿井原煤产量的10％，换算成矿井地面生产系统处理能力为：
3、-50mm混煤运输系统
-50mm混煤带式输送机：带宽B=800mm，v＝1.6m/s，输送能力310t/h，制动器型号为BYWZ，逆止器型号为NF，防护装置为KYDJ-Z，则年处理能力为：
其中-50mm混煤带式输送机输送量占矿井原煤产量的90％，换算成矿井地面生产系统处理能力为：
4、25～50mm中块煤运输系统
中块经筛分后直接由溜槽运至储煤场存放，溜槽可满足生产需求，不进行能力核定计算。
5、13～25mm小块煤运输系统
小块经筛分后直接由溜槽运至储煤场存放，溜槽可满足生产需求，不进行能力核定计算。
6、-13mm末煤运输系统
末煤带式输送机：带宽B=650mm，v＝1.25m/s，输送能力110t/h，制动器型号为BYWZ，逆止器型号为NF，防护装置为KYDJ-Z，则年处理能力为：
其中末煤带式输送机输送量占矿井原煤产量的72％，换算成矿井地面生产系统处理能力为：
经上述计算，取各环节设备处理能力最小值，地面生产系统设备年处理能力为67.22万t/a。
(二)汽车装车外运环节
矿井设有容量为3万t的煤场，存放块煤及末煤，缓冲生产天数为15d，装车系统采用多点装车方式，由两台ZL50G型铲车装车，设DCS-100t型地磅一台，汽车外运销售。
经矿方实际运输情况统计，每辆车平均载重30t，每辆车平均调车作业时间为5min，每辆车平均装车时间为10min，则小时装车能力为：
式中：G——每辆汽车平均载重，30 t；
n——可同时作业装车车位，2个；
t1——每辆车平均调车作业时间，实际统计取5min；
t2——每辆车平均装车时间，实际统计取10min；
该矿没有自己的汽车队，运输不均匀系数按0.8计算，每天工作时间按10小时计算，则汽车年运输能力为：
经上述计算，汽车年外运能力为63.36万t/a。
四、计算结果
根据以上计算，取各环节处理能力最小值，确定矿井地面生产系统能力为63.36万t/a。
第十节 压风、灭尘、瓦斯抽排、通讯等系统核查情况
一、压风系统
永安矿压缩机房在地面行人斜井井口西40m处，压气管路沿行人斜井铺设。目前安装有2台空气压缩机，型号为LGF75，单台额定排气量13.6m3/min，额定排气压力0.8MPa，配用电机功率75kW，配用2台储气罐，单台容积为2m3，压力为1.0MPa。正常生产时1台工作，1台完好备用，灾变时2台工作，满足要求。
二、灭尘系统
虽然该矿的煤尘没有爆炸危险性，但煤尘具有危害性，给井下作业工人带来一定的身体危害，长期吸入，还会引起尘肺病。因此，井下必须建立有完善的消防洒水系统。矿井地面设有静压消防洒水水池，容量220m3。永安煤矿井下所有巷道均铺设有防尘管路，且主要巷道每30米留设一组三通阀门，其他巷道每50米留设一组三通阀门，平时用于冲洗巷道，发生火灾时可替代消火栓用。井底煤仓、各转载点设置了洒水器。工作面进风巷、回风巷、总进风巷、总回风巷设置了风流净化水幕。
三、瓦斯抽排系统
（一）瓦斯抽放概况
该矿委托煤炭科学研究总院沈阳分院二○一○年一月编制了《沁河能源集团公司永安煤矿瓦斯抽放工程改造设计》。根据《沁河能源集团公司永安煤矿瓦斯抽放工程改造设计》及矿井瓦斯抽放系统现状，矿井建有地面高、低负压瓦斯抽放系统，现分述如下：
高负压瓦斯抽放系统：地面瓦斯抽放泵站内安设SK—85型水环式真空泵两台，一台工作，一台备用，配用电机功率132kW。高负压瓦斯抽放主管采用Φ325×8mm型螺旋焊钢管，支管采用Φ219×6mm型螺旋焊钢管及Φ159×5mm型直缝焊钢管。主要对回采工作面和掘进工作面瓦斯进行预抽和边采（掘）边抽。
低负压瓦斯抽放系统：地面瓦斯抽放泵站内安设SK-42型水环式真空泵一台，一台工作，配用电机功率75kW。低负压瓦斯抽放主管采用Φ219×6mm型螺旋焊钢管，支管采用Φ219×6mm型螺旋焊钢管及Φ159×5mm型直缝焊钢管。主要对回采工作面采空区和老空区瓦斯进行抽放。
根据煤炭科学研究总院沈阳分院二○一○年一月编制的《沁河能源集团公司永安煤矿瓦斯抽放工程改造设计》，该设计采用原永安煤矿的抽放设备和抽放系统。
该抽放设计在技术经济及评价一节中说明：永安煤矿采用瓦斯抽放措施后，可有效地减少工作面瓦斯涌出和井下瓦斯事故的发生，提高矿井安全生产程度，同时在不对现有通风系统进行改造的情况下，矿井年产量可以达到60万t/a。
四、通讯系统
该矿现有对外固定电话，可满足行政通信需要。
矿上现有调度交换机1台，用于生产调度。井下采掘工作面、机电硐室、井底车场、水泵房、配电室等均设置有矿用防爆电话机，与地面各职能科室构成生产管理通信网。
主井井底、井口与提升机房之间设有直通电话，井下水泵房、配电室、地面通风机房和调度室之间设有直通电话。工业广场10 kV变电所与上一级变电所设有专用电话。
第十一节 安全程度、监测监控等核查情况
一、矿井安全评价结论
1、矿井安全程度核定情况
矿方设立了矿级、科级和队级三级安全管理机构，专职管理人员、特殊工种等人员配备基本齐全。
矿井采用“四六”工作制，三采一准。
根据市安全生产监督管理局下发安全评价条件结论，该矿已具备《山西省地方煤矿实施安全生产许可证实施办法》中规定的各项安全生产条件，符合颁发煤矿安全生产许可证的安全条件。
晋城泽泰安全评价中心2009年9月为该矿进行的采煤机械化改造项目安全验收评价报告认为：该矿符合煤矿安全生产条件。
二、核查井上下安全监测监控系统情况
为了确保矿井安全生产，并能及时准确地反映井下各监控点的环境参数及生产设备运行状况，矿井按要求装备有KJ83N安全监测监控系统。在井下各工作面、各主要硐室及主要设施、设备等方面都按标准安装了瓦斯监测传感器和自动报警装置，一旦发现瓦斯超限立即报警，并进行了风电、瓦斯电闭锁，防止事故发生。监控系统还能够对矿井负压、开停、风速等均实现了实时监控，为瓦斯治理提供了数字化管理依据。
同时矿井还装备有SF-2000型产量监控系统，KJ133C型人员定位系统，均运行正常。
第十二节 选煤厂生产能力核定
该矿无选煤厂，故不进行选煤厂生产能力核定。
第四章 煤矿生产能力核定结果
第一节 各环节能力核定结果分析
核定主井提升系统、副井提升系统、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、地面生产系统八个主要生产系统环节能力见下表4-1-1。
表4-1-1 主要生产系统能力
生产系统 核定结果（万t/a） 生产系统 核定结果（万t/a）
主井提升系统 61.20 供电系统 77.27
副井提升系统 763.02 通风系统 75.59
井下运输系统 120.00 采掘工作面 70.78
排水系统 121.52 地面生产系统 63.36
第二节 煤炭资源保障程度分析
2009年11月6日由山西省国土资源厅换发沁和能源集团有限公司永安煤矿采矿许可证，证号为C1400002009111220042096，批准开采3号-15号煤层，现开采3号煤层，井田面积3.8587km2，煤炭生产许可证载明生产能力45.00万吨/年。
根据2008年12月山西省地质勘查局二一一地质队提供的《沁和能源集团有限公司永安煤矿2008年度矿山储量年报》，截止2008年底，井田内3号煤层保有资源储量为16040kt。其中村庄、井筒、工业场地压盖资源储量11034 kt，可利用资源储量5006 kt；全为探明的经济基础储量（111b），可采储量3754 kt。
另据2009年4月晋城市煤田地质勘探队为该矿编制的的《沁和能源集团有限公司永安煤矿生产矿井地质报告》，本井田15号煤层次边际经济资源量为11405kt，其中探明的次边际经济资源量10723kt，控制的次边际经济资源量682kt。
通过计算得出：永安煤矿以年产60万t计，矿井剩余服务年限19.4年，第一水平（3号煤层）剩余服务年限4.8年。
四、问题及建议
1、第一水平服务年限较短，需尽快办理资源扩批相关手续。
第三节 煤矿生产能力核定结果
综合各主要生产系统（环节）能力核定的结果，按照《煤矿生产能力核定标准》第四条之规定，取其中最低的主井提升系统能力61.20万t/a，为煤矿综合生产能力。根据《煤矿生产能力核定标准》第五条之规定，30～90万t/a煤矿以3万t为档次，按就近下靠的原则，最终确定永安煤矿此次核定生产能力为60万t/a。
第五章 问题与建议
1、矿井第一水平服务年限较短，需尽快考虑下组煤的接续问题。
2、检测报告中提升机滚筒直径与钢丝绳直径之比为1600/24.5=63.5≤80不满足煤矿安全规程的要求，建议矿方按要求更换提升机或钢丝绳，且应对提升机、钢丝绳定期检测，认定合格后方可继续使用。
3、建议进一步提高采煤机械化程度，采用综采放顶煤采煤工艺。
4、矿方应加大通风设施管理力度，改进通风设施的施工质量，合理调节风量，增强矿井通风系统的安全性和稳定性。
5、不断挖掘矿井瓦斯抽放潜力，充分发挥瓦斯抽放系统的作用。保证“抽采达标”。
目 录
第一章 概述 1
第一节 核定工作的简要过程 1
第二节 核定依据的主要法律、法规、规范和技术标准 1
第三节 核定主要系统环节及结果 2
第四节 最终确定的煤矿核定生产能力 3
第二章 煤矿基本概况 4
第一节 自然属性 4
第二节 矿井建设情况 12
第三节 煤矿生产现状 13
第三章 煤矿生产能力核查计算 16
第一节 资源储量核查 16
第二节 主井提升系统能力核定 17
第三节 副井提升系统能力核定 19
第四节 井下排水系统能力核定 21
第五节 供电系统能力核定 错误！未定义书签。
第六节 井下运输系统能力核定 29
第七节 采掘工作面能力核定 32
第八节 通风能力核定 39
第九节 地面生产系统能力核定 52
第十节 压风、灭尘、瓦斯抽排、通讯等系统核查情况 56
第十一节 安全程度、监测监控等核查情况 58
第十二节 选煤厂生产能力核定 59
第四章 煤矿生产能力核定结果 60
第一节 各环节能力核定结果分析 60
第二节 煤炭资源保障程度分析 60
第三节 煤矿生产能力核定结果 61
第五章 问题与建议 62
附表
1、煤矿生产能力核定表（01-13）
附件
1、技术合同书
2、提供资料承诺书
3、委托书
4、晋煤安发[2009]35号《关于晋城市2008年度30万吨/年及以上煤矿矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复》
5、晋煤监局字[2009]48号文《关于对沁和能源集团有限公司永安煤矿采煤机械化改造初步设计安全专篇的批复》
6、晋煤行发[2009]56号文《关于下发沁和能源集团有限公司永安煤矿《生产矿井地质报告》“评审意见书”的通知》
晋煤重组办发[2009]38号文《关于晋城市沁水县煤矿企业兼并重组整合方案（部分）的批复》
晋煤行发[2009]81号文《关于重组整合煤矿生产矿井能力核定工作的安排意见》
晋煤行发[2009]237号文《关于煤矿生产能力核定有关事项的通知》
7、沁和能源集团有限公司永安煤矿主排水泵检验报告
8、沁和能源集团有限公司永安煤矿特殊煤矿在用主要通风机检测检验报告
9、沁和能源集团有限公司永安煤矿通风阻力测定报告
10、沁和能源集团有限公司永安煤矿在用缠绕式提升机系统安全检测检验报告
11、沁和能源集团有限公司永安煤矿2008年度矿山储量年报
12、沁和能源集团有限公司永安煤矿生产矿井地质报告
13、采矿权价款缴纳合同
14、高压供用电合同
附图
1、井上下对照图
2、3号煤层采掘工程平面图
3、后三年采掘接替计划平面图
4、通风系统图
5、排水系统图
6、井上供电系统图（一）
7、井上供电系统图（二）
8、井下供电系统图
