某某有限责任公司古城煤矿工程项目可行性研究报告 183页

'某某有限责任公司古城煤矿工程项目第一节项目背景一、项目名称、隶属关系及所在位置某某公司有限责任公司某地煤矿位于东胜煤田祥查区，行政隶属准格尔旗羊市塔乡，矿区位于准格尔旗羊市塔乡政府东北约8km，向北距某某公司集团所在地沙圪堵镇约25km。向西经松树鄢与曹（曹家石湾）－羊（羊市塔）线柏油路相连，经曹家石湾与109国道相通。其中井田至松鄢为简易土路直线距离8km，松树鄢至曹家石湾45km，南距陕西省界不足5km。二、承办单位概况矿井建设业主为某某公司有限责任公司，该公司始建于1985年，现已跻身于自治区20家重点煤炭企业，为自治区中型一档企业，公司净资产到2004年6月已达3.2亿元，员工1300多名，其中各类技术及管理人员357名，拥有23个企业，年原煤生产能力5.00Mt，焦炭0.05Mt，焦油5000t，活性炭3000t，超纯煤0.03Mt，电石0.02Mt，高岭土1000t。公司2003年销售原煤3.17Mt，焦粉0.02Mt，焦油1500t，实现销售收入17998.70万元，实现利润4787.97万元。183 某某公司有限责任公司已获得某地井田的探矿权。内蒙古自治区国土资源厅于2003年6月24日批准的探矿许可证，其证号为并委托中国建筑材料工业地质勘查中心内蒙古总队对某地井田煤矿进行地质勘查工作，该队于2004年1月19日编写完成《内蒙古自治区东胜煤田某地井田煤炭资源详查地质报告》，2004年2月1日中国建筑材料地质勘查中心内蒙古总队技术成果审查委员会对该地质报告进行了初审并提交初审意见书。2005年6月太原明仕达煤炭设计有限公司完成了某地矿0.9Mt/a矿产资源开发利用方案。三、可行性研究报告编制依据1、某某公司有限责任公司《某地煤矿设计委托书》。2、内蒙古自治区国土资源厅内国土资储备字〔2004〕75号，关于《内蒙古自治区东胜煤田某地井田煤炭祥查报告》矿产资源储量评审备案证明。3、准格尔供电局文件准农用〔2005〕2号文《准格尔供电局关于内蒙古某某公司集团忽沙图煤矿等三处用电申请的复函》。4、准格尔旗水利局文件准水发〔2005〕第31号文《准格尔旗水利局关于为某某公司有限责任公司某地矿区提供生产生活用水的函》。5、准格尔旗科源水务有限责任公司《关于为某某公司提供生产、生活用水承诺的函》。6、《煤炭工业矿井设计规范》（GB50215-94）。7、煤炭工业建设项目《可行性研究报告编制内容》（试行）（2005）版。8、《煤矿安全规程》（2004版）。9、《矿产资源法》。10、《煤炭法》。四、项目提出的理由与过程183 根据内蒙古自治区发展和改革委员会2003年11月编制的《内蒙古自治区煤炭工业2003～2010年发展规划》，预计2003～2005年煤炭需求量平均增长率为24.4％，2005年全自治区煤炭需求量为2.5亿t，其中，区内需求1.1亿t，区外需求1.4亿t。2010年，内蒙古将建成7个50.0Mt级的煤炭基地，煤炭年产量将达到7亿t，跃升为全国第一，其中东胜煤炭基地的生产规模由目前的65.0Mt/a提高到150.0Mt/a，建成火力发电厂装机规模19430MW，最终建成煤电基地。东胜～神府煤田是我国迄今为止发现的最大煤田，它含煤面积广、煤炭资源丰富、煤质优良、开采技术条件简单、适于规模机械化开采。随着国家能源战略的西移和西部大开发战略的实施，东胜～神府煤田的煤炭资源供需矛盾日益突出。为了切实缓解矿区煤炭供应紧张局面，寻找新的煤炭资源开发后备基地，加快东胜煤田开发和煤炭资源综合利用的步伐，充分发挥煤炭生产在当地经济建设中的支柱作用，推动地区经济的快速增长，进一步提高当地人民生活水平，某某公司煤炭集团公司决定投资对某地井田的煤炭资源进行开发，并于2003年6月24日取得探矿许可证。某地矿井拟准开采的煤属特低灰～低灰、特低硫～低硫、特低磷～低磷、中高发热量煤，是良好的民用和动力用煤，目前煤价较高，市场前景良好。该矿井的尽快建设将有助于缓解矿区煤炭供应的紧张局面，还能安置当地富余劳动力，增加就业机会，对带动地方经济的发展有着积极的作用。因此，建设某地煤矿是可行的、也是必要的。从煤炭售价增长的趋势看，矿井投产后，企业将获得可观的利润，为了发挥其规模效益，拟把该矿井建成生产规模为1.2Mt/a的现代化矿井，使其成为准格尔旗煤电基地的骨干矿井之一。第二节项目概况183 一、井田范围东胜煤田某地井田位于内蒙古准格尔旗羊市塔乡境内，行政区划隶属羊市塔乡管辖，井田面积52.91km2，地理座标：东径：110°41′15″～110°48′45″北纬：39°23′45″～39°26′45″某地煤矿主要可采煤层有三层，5-1号、5-2号和6号煤层，各煤层赋存较为稳定，已探明地质储量约40.0Mt。各煤层平均灰份均小于10％，全硫含量很低，原煤平均含硫量小于0.4％，原煤发热量（Qgr.d）平均为27.8KJ/g，属低灰、特低硫、中高发热量的不粘煤。是良好的民用和工业用动力煤，深受各大电厂的欢迎，目前当地原煤售价在80元/t以上。二、报告编制的指导思想1、井田内煤层赋存条件简单，煤质优良，开采技术条件简单，尽量采用先进的工艺设备，最大限度地合理集中生产，提高资源回收率，简化辅助设施和生产环节，采用先进的矿井管理模式，将煤矿建设成为一座现代化的矿井，为矿井投产后有较好的经济效益创造条件。2、开拓布置：尽量多布置煤巷，少布置岩巷，多采用锚喷支护。3、选用先进的安全监测设备，保证矿井安全生产。4、采取有效措施，防止环境污染，防止地表塌陷和地下水流失。5、尽可能减少非生产性投入，设备维修依托社会，只建必要的生产辅助及行政福利设施。三、建设规模及主要技术特征1、矿井设计生产能力为1.2Mt/a，全矿井设两个坑口：183 某地一号井、某地二号井，各坑口生产能力均为0.6Mt/a。2、各坑口主提升设备均选用普通带式输送机担负运煤任务，辅助提升均采用防爆柴油机无轨胶轮车担负材料、设备和人员升降任务。3、某地一号井和二号井均采用一水平开采全井田5-1、5-2和6号煤层。一号井开拓水平为＋1263m，二号井开拓水平为＋1222m。均在6号煤层中布置胶带大巷，在首采煤层中布置辅助运输大巷和回风大巷。通过联络斜巷与各煤层连通。4、一号井首采工作面布置在一采区5-1号煤层，采用长壁综合机械化一次采全高采煤工艺，掘进配备三个普掘队。二号井首采工作面布置在三采区6号煤层，采用长壁综合机械化放顶煤采煤工艺，掘进配备一个综掘队和二个普掘队。5、一号井选用BK40-6-№16型矿用防爆轴流式通风机两台，风机配套电动机为YBFe225M-6，380V30kW；二号井选用BK54-6-№17型矿用防爆轴流式通风机两台，风机配套电动机为YBFe280M-6，380V55kW。6、井下选用MD-300移动式制氮设备防灭火系统和黄泥灌浆系统防止煤层自燃。7、矿井选用两套KJ70型安全监测系统，每个井口配备一套。8、某地矿井一号井移交生产时，井巷工程总量为8578.6m，掘进总体积为105408.3m3，其中硐室体积为4980m3，井巷万吨掘进率143m；某地矿井二号井移交生产时，井巷工程总量为5909.3m，掘进总体积为74779.3m3，其中硐室体积为4580m3，井巷万吨掘进率98.5m。183 9、根据用户要求，地面不设筛分系统仅设排矸车间筛分加工，产品煤用胶带机送至地面园筒仓储煤。10、煤的外运方式为汽车短途运输，由各坑口工业场地经矿区专用公路至曹（曹家石湾）－羊（羊市塔）柏油路，并在曹家石湾与109国道相通。11、矿井电源取自距一号井工业场地10公里处川掌35/10kV变电站和距一号工业场地15km宏景塔社110kV变电站，均以一回35kV架空线引至一号井工业场地35kV变电所。在二号井工业场地设10kV变电所一座，其供电电源两回路均引自一号井工业场地35/10kV变电所10kV母线的不同母线段，线路2×2.5km。12、分别在一号井和2号井地面办公楼内设置交换机。选用矿用程控通信交换机，一号井通信交换机设10对中继线与羊市塔乡电信局联网8km。二号井通信交换机设4对中继线与1号井通信交换机联网2.5km。交换机选型CDS-SH，64门程控通信交换机。13、一号井总用水量为1485.83m3/d，二号井总用水量为1224.78m3/d，其中井下消防洒水量均为320m3/d，井下黄泥灌浆用水量分别为一号井575.04m3/d、二号井337.72m3/d，地面生产、生活用水量均为63.08m3/d，地面消防用水量均为432m3／次。一号井及二号井室外供水工程各为一套，清水池容积V=600m3各一座，高山水池容积V=50m3各一座。14、矿井各工业场地均设锅炉房一座，各选用DZL2-1.25-AⅢ型号蒸汽锅炉2台。15、矿井工业场地公共建筑有灯房、浴室、任务交等室、居住、办公及其它公共设施。183 16、矿井工业场地一号井占地面积7.6ha，二号井占地面积8.2ha，一号井排矸场占地1.5ha，二号井排矸场占地1.5ha。17、全矿在籍工人数571人，矿井全员效率10t/工。18、矿井原煤生产成本64.5元/t，原煤平均售价140元/t。19、财务评价结论：矿井达到设计生产能力时年利润为5260万元，销售税金及附加为1536万元，投资利润率26.17％，投资利税率33.81％，投资回收期为5.53a，根据经济评价结果看，本矿井建成为0.9Mt/a的生产规模，从技术经济上看都是合理、可行。四、问题与建议（一）存在问题1、井田内局部地段煤层顶板及覆盖较薄，且风化程度较高，裂隙发育，易发生顶板冒落和地层坍陷，导致第四系孔隙潜水与煤层承压水发生水力联系，构成直接充水含水层，建议进一步工作验证，查明其富水性。2、本次勘查未采集瓦斯样，本区瓦斯含量虽然较低，建议开采时还应注意矿井通风，防止瓦斯聚集与煤尘爆炸。3、本次勘查精度较低，可采煤层厚度变化大，为合理开采煤层的机械设备选型造成一定困难，建议对井田可采区域补充钻孔，精确了解煤层厚度，提高井田勘查精度。（二）建议井田内已查明的古采空区和废弃小窑多达40多个，目前虽已关闭，但采空区的范围控制不很精确，建议在开采和掘进到小窑及古空区附近时，应采用边探边掘边采的方法。并根据地质情况的变化和采空区实际范围随时调整采掘方案，特别应注意老空积水对矿井开采的影响和危胁。183 第一章矿井建设条件第一节概况一、地理概况（一）矿区位置某某公司有限责任公司东胜煤田某地煤矿位于内蒙古自治区鄂尔多斯市准格尔旗羊市塔乡境内，行政区划隶属羊市塔乡管辖。矿井井田面积52.91km2，地理座标：东径：110°41′15″～110°48′45″北纬：39°23′45″～39°26′45″某地煤矿交通以公路为主，西南距准格尔旗羊市塔乡政府约8km，向北距某某公司集团所在地沙圪堵镇直线距离约25km，向南距陕西省界不足5km，向西经松树鄢与曹（曹家石湾）～羊（羊市塔）线柏油路相连，经曹家石湾与109国道相通。其中矿井至松鄢为简易土路，可通行重型汽车，直线距离约8km。井田西有包头～神木铁路、210国道（包头～南宁）及包头～府谷二级公路呈南北向通过，北有109国道（北京～拉萨）东西向通过，南有准格尔～东胜铁路东西向通过，且均在鄂尔多斯市政府所在地东胜区交汇。东胜区是鄂尔多斯市政治、经济、文化、通信中心和重要的交通枢纽，交通网络四通八达，北通包头108km，南至包神铁路大柳塔站78km，西达乌海市360km，东抵准格尔旗薛家湾镇120km。井田内有简易公路通往上述火车站、国道，交通条件十分便利。详见图1-1-1。183 （二）地形和地貌井田位于鄂尔多斯市高原的东南部。其北为小石拉沟，南为大石拉沟，西侧为奎痛沟，为三面沟谷环绕，东西向延伸的黄土梁地，地形波状起伏，沟谷纵横，而且受流水作用，向源侵蚀严重，沟谷坡降较大，断面呈“V”字型，在平面上呈羽状。梁地最高点1375.60m，大石拉沟最低点1119.00m，相对高差在256.60m左右，总的地势是中间高四周低，由西北向东南倾斜。井田属高原侵蚀性丘陵地貌，大部分地区为低矮山丘，第四系广泛分布，基岩（延安组）大面积出露，植被稀疏，为半荒漠地区。（三）水系井田水系较为发育，五字湾东北向从井田边界东北角穿过，其次一级沟谷较为发育，将井田分割殆尽，主要沟谷为大、小石拉沟和奎痛沟。这些沟谷在枯水季节一般干涸无水，但在雨季可形成短暂的溪流或洪流，洪流具有历时短，流量大的特点，均属清水川水系流域。大气降水在地表形成径流后由西向东汇入五字湾，经清水川由北向南流入黄河。（四）气象井田属典型的大陆性半干旱气候。冬季严寒而漫长，夏季短暂而酷热。昼夜温差大。夏季7、8月最热，最高温度为39.5℃；元月份最低温度为－24.3℃。年平均气温5.0～7.8℃。年总降水量为238～732mm，年平均降水量为238mm，年总蒸发量为1792mm，雨季多集中7～9月，占全年降水量的60％以上，并多为暴雨，一般风速10～15m/s，最大风速20m/s，易形成沙尘天气。最大冻土深度1.20m。（五）地震183 据中科院地质局编制资料，鄂尔多斯市附近地区地震动峰值加速度（g）为0.05，对照烈度6度。井田无泥石流、滑坡等地质灾害现象，仅在部分陡坎地段有小面积黄土崩塌现象。二、矿区总体规划及开发现状某某公司有限责任公司拟在某地井田建设一座1.2Mt/a的现代化矿井。因井田面积较大，加之沟谷发育将井田分割殆尽，可采煤层基本集中在中部和西部一带，东部无煤，加之，井田内原有四十多个古空和小窑，对煤层破坏严重，为合理开发井田，确保井型规模和提高经济效益，减少大巷开拓工程量，在井田内规化两个坑口，即某地一号井和某地二号井，井口分别设在井田中部和北部，井型均为0.6Mt/a。某某公司有限责任公司已于2003年6月24日获得某地井田的探矿权，探矿证证号：1500000310294。并委托中国建筑材料工业地质勘查中心内蒙古总队对某地井田进行地质勘查工作。于2003年7月11日与该队签定了地质详查合同。2003年11月15日内蒙古总队完成了野外详查工作。2003年12月31日提交《内蒙古自治区东胜煤田某地井田煤炭资源详查地质报告》。2004年4月21日，内蒙古自治区矿产资源储量评审中心对《内蒙古自治区东胜煤田某地井田煤炭详查报告》矿产资源储量通过评审（评审意见书字号：内国土资源储审字〔2004〕069号）。2005年6月太原明仕达煤炭设计有限公司完成了该矿0.9Mt/a矿产资源开发利用方案。183 第二节外部建设条件一、交通运输条件目前井田内已新修二级路与某某公司集团所在地沙圪堵镇连通，新修公路全长35km，向西8公里经松树鄢与曹（曹家石湾）－羊（羊布塔）柏油路相连，并经曹家石湾与109国道相通，交通条件十分便利。二、电源条件矿井供电电源引自沙圪堵110kV变电站的分变电站35/10kV川掌变电站，距某地一号井工业场地10km和宏景塔社110kV变电站，距某地一号井工业场地15km。三、水源条件矿井水源主要依靠准格尔旗科源水务有限责任公司供水管网供给，矿井水经净化处理后用于井下消防洒水及地面灌溉，做补充水源。某某公司集团已与科源水务有限责任公司鉴定了供水协议。四、其它建设条件本区煤炭资源丰富，经济落后，区内居民稀少且居住分散，多聚居在山谷低凹处。当地居民多从事农业生产，牧副业次之，经济相对滞后。矿井建设所用砂、石可就地解决，水泥及钢材有蒙西水泥厂、包头钢铁公司供货，木材需从外地调运。矿井建设用地为植被稀疏的半荒地，在当地属于荒地，只要得到政府部门对矿井建设的大力支持，土地征用是可以解决的。183 第三节资源条件一、地层及地质构造1、地层某地井田位于陕甘宁盆地东北部边缘，地层区划属于华北地台区，鄂尔多斯地台向斜～陕甘宁分区。区域出露地层主要有：三叠系中统二马营组（T2e），三叠系上统延长组（T3y），侏罗系下统富县组（J1f）、延安组（J1－2y），侏罗系中统直罗组（J2z）、安定组（J2a），白垩系下统伊金霍洛组（K1y），第三系上新统（N2），第四系上更新统（Q3）、全新统（Q4）。由老至新简述如下：富县组（J1f）：本组底部为一薄层黄绿色中粗粒砂岩，局部为细砾岩；下部为灰黑色泥岩、页岩、油页岩和薄煤层，产丰富化石；上部为杂色泥岩与黄绿色砂岩不等厚互层。最大出露厚度为129.61m。据区域资料与下伏延长组（T3y）为假整合至轻微不整合接触。树枝状出露于奎痛沟、大石拉沟、小石拉沟。延安组（J1-2y）：是区内主要含煤地层,由西北向东南逐渐变薄，但分布连续。含煤3层，即5-1、5-2、6。该组地层按沉积旋回及岩性组合特征，划分为三段，由下至上分述如下：延安组下段（J1-2y1）：底部为浅黄白色、浅灰白色中粒砂岩夹灰黑色页岩；中部为浅蓝灰色粉砂岩、细砂岩夹淡黄色块状中粒砂岩；上部为浅灰色、浅蓝灰色泥岩。最大厚度84.87m。与下伏富县组（J1f）假整合接触。延安组中段（J1-2y2183 ）：从5-1号煤顶界到6号煤底板，其中5-1号、5-2号两层煤局部可采，6号煤大部可采。岩段下部为浅蓝灰色泥岩、黄白色、浅灰白色中粒长石石英砂岩，上部为浅黄绿色、浅蓝灰色粉砂质泥岩。最大厚度55.15m。延安组上段（J1-2y3）：浅蓝灰色粉砂质泥岩、粉砂岩。最大厚度25.18米，与上覆第三系上新统（N2）不整合接触。第三系上新统（N2）：广泛分布于区内平缓山顶，其岩性为红色粉砂质泥岩夹似层状钙质结核层。最大出露厚度85.92m。不整合于老地层之上。第四系上更新统（Q3）：全区大面积分布，底部为灰黄、灰褐色弱固结的亚砂土为主，局部见有胶结松散的细、粉砂。含植物化石和小贝壳动物化石。具水平层理。上部为浅黄色黄土，具孔隙，含钙质结核，柱状节理发育。厚度0～50m，平均25.23m。第四系全新统（Q4）：冲洪积砂砾石层、风积细砂、次生黄土。主要分布在河床、沟谷及一些梁、峁上。最大厚度2.0m。2、构造鄂尔多斯盆地总体为一构造简单的大型内陆盆地，形成于三叠系。在沉积中，下侏罗统以前，印支运动使盆地整体隆起，并遭受剥蚀，随着盆地主体的沉降，沉积了延安组含煤岩系，且东部拗陷幅度小，西部幅度大。本区位于华北地台鄂尔多斯地台向斜的东北部，为一较稳定的中生代内陆拗陷盆地。区内构造简单，岩煤层产状近于水平，倾向西南，倾角1°～3°，但具有宽缓的波状起伏。区域内未见岩浆岩侵入体。综上所述，综合评价井田构造属简单类型，即Ⅰ类。183 二、煤层井田内含煤地层为中、下侏罗统延安组，全井田大部分布，厚度33.38~84.87m，平均51.54m。含3层煤，均属可采煤层。累计平均厚度5.52m，含煤系数10.71％。井田中西部含煤性较好，东部略差。煤层至上而下分为5-1、5-2和6号三层。其中6号煤为主要可采煤层。各煤层特征分述如下：1、5-1号煤层位于延安组中段顶部，为井田内最上部的可采煤层，厚度0～2.50m，平均厚度1.39m，厚度变异系数40.12％，可采系数10.47％。可采区主要分布于井田西部，属局部可采煤层。煤层结构简单，偶含一层夹矸，夹矸岩性为泥岩。分布较连续，对比可靠，为较稳定煤层。顶板岩性以泥岩为主，局部可见粉砂岩、泥质粉砂岩。底板岩性以泥质粉砂岩为主，局部可见泥岩、炭质泥岩。2、5-2号煤层位于延安组中段中部，煤层厚度0～2.04m。平均厚1.29m，厚度变异系数48.84％，可采系数8.83％。可采区主要分布于井田中部，属局部可采煤层。煤层结构简单，不含夹矸。分布较连续，对比可靠，为较稳定煤层。顶板岩性以泥岩为主，局部可见粉砂质泥岩、泥质粉砂岩。底板岩性以中细粒砂岩为主，局部可见泥岩、粉砂质泥岩。距5-1号煤层1.79～15.04m，平均8.22m。3、6号煤层183 位于延安组中段底板，为井田内主要可采煤层。煤层厚度0～6.30m，平均2.66m，厚度变异系数44.94％，可采系数29.05％。可采区主要分布于井田中西部，属大部可采煤层。煤层结构简单，局部含1～2层夹矸。夹矸岩性为泥岩，分布较连续，对比可靠，为较稳定煤层。顶板岩性以泥岩、粉砂质泥岩为主，局部可见炭质泥岩、中细粒砂岩。底板岩性以泥岩为主，局部可见中细粒砂岩。距5-2号煤层6.22～19.96m，平均13.73m。详见煤层特征表1-3-1。表1-3-1某地井田煤层特征表煤层编号全井田可采区厚度变异系数CV％可采系数f％可采面积km2煤层分布状态煤层对比程度煤层稳定程度夹矸煤层间距极值平均(m)煤层厚度(m)平均(m)煤层厚度(m)平均(m)厚度(m)层数5-10～2.51.390.8～2.51.3940.2110.475.47较连续可靠较稳定0.090～15-20～2.041.290.8～2.041.2948.848.834.67较连续可靠较稳定1.79～15.048.2360～6.302.660.8～5.72.6144.9429.0515.37较连续可靠较稳定0.04～0.761～26.22～19.9613.73三、水文地质条件井田在区域上属鄂尔多斯高原侏罗系、白垩系及第三系碎屑岩类裂隙水分布区，仅在沟谷中赋存第四系孔隙水。第四系松散岩类孔隙水，主要分布各大沟谷的中下游，岩性为冲洪积砂砾石层，含水层厚度及富水性、水位埋深均由中游向下增大，潜水主要接受大气降水及基岩裂隙水的补给，而消耗于蒸发及人工开采。183 第三系及侏罗系碎屑岩类裂隙孔隙承压水，井田内广泛分布，岩性为砂岩及流质砂岩。该含水岩组富水性为裂隙发育程度和地貌条件有着密切的关系，水位埋深变化较大，平均涌水量一般在0.015～0.0006L/s.m。含水岩组主要接受大气降水及侧向径流补给。受地层倾向的影响，井田内地下水由西北向东南方向径流，消耗人工开采及泉水排泄，补给区外地下水。本井田就处于补给区。1、含水层按地层垂直划分，由上到下分述如下：（1）第四系（Q3－4a1-p1）松散层孔隙潜水：井田内第四系覆盖层广泛分布，主要有残坡积层、冲洪积层及风积层，厚度在85.92～11.01m，但含水只是在奎痛沟、大石拉沟等沟谷中下游冲洪积层中分布，据访问含水层厚度均小于2～3m，水位埋深1～2m，不同沟谷富水性差别较大，一般在0.1～0.5L/s（8.64～40.2m3/d）。含水层主要接受大气降水的补给，水位与水量随季节变化明显。尤其洪水期水位显著上升。（2）延安组（J1－2y）碎屑岩类孔隙裂隙潜水～承压水：该含水岩组为一套灰白色中粗粒、中细粒砂岩、粉砂岩、深灰色砂质泥岩，夹煤层，5-1煤底板至6煤层顶板厚度0.26～18.15m，平均7.62m，6煤层至底板下砂岩厚0.93～7.95m，平均4.49m。由此可见实际含水层厚度不大，富水性弱，但砂岩的裂隙及孔隙较发育，导水性好。是6号煤层的底板直接充水含水层。该含水层埋藏较深，主要靠大气降水入渗补给。2、隔水层（1）第三系上新统（N2）183 半胶结岩类隔水层，该层为一套紫红色砂质泥岩及泥岩，呈半胶结状态，地层厚3.95～85.92m，平均36.82m。在井田山梁及半坡之上广泛分布，透水性差，富水性极弱，可视为井田内第一隔水层，但局部地段，由于泥质含量减少，砂岩胶结差，较松散，受地貌条件的影响，而成含水层。（2）侏罗系下统富县组（J1f）隔水层，该层在钻孔中揭露为深灰色泥质粉砂岩、蓝灰色泥岩，厚1.80～27.85m，平均11.15，为相对隔水层。3、地下水的补给、径流及排泄条件本井田地下水的形成与岩性、地形、地貌及降水有着密切的关系，第四系孔隙潜水除接受大气降水入渗外，还接受山区基岩裂隙水的补给，碎屑岩类裂隙孔隙水主要靠大气降水入渗补给，接受侧向径流补给，均消耗于开采和泉水形式排泄。从动态上看井田属于区域上的补给区，从降水量上分析，多年平均在238mm，而蒸发量在1792mm，地形又有利于地表排泄，入渗条件差，地下水贫乏。4、矿床充水因素分析构成本井田矿床直接充水、汇水层为侏罗系延安组碎屑岩类孔隙裂隙潜水～承压水，富水性弱，而主要为地表水和老窑水构成主要充水水源，井田内地表水系较发育，沟谷纵横，但这些沟谷均无长年流水，只在雨季大雨过后能形成短暂的洪水，而洪水位略低于煤层露头，当洪水通过井口时会造成充水。区内老窑较多，初步调查达40多个，现均已关闭，大部硐口被填埋，访问坑道长在60～100m，最大700m，尤其在井田西北角的石窑庙一带较集中，而且有12个硐，相互连通，在ZK212孔附近有两老硐贯通，反映在地表有60m长的地陷，其积水情况不详，很可能给未来矿井造成突水水源。5、矿坑涌水量的预测及分析183 井田内第四系冲洪积砂砾石孔隙潜水，富水性弱，而且分布位置较低，与煤系地层的水力联系也较小，因此矿床主要充水含水层为煤系地层潜水～承压水，本次预测也以此层为主，其边界为井田边界。经初步估算该矿井初期正常涌水量为53m3/h，最大涌水量90m3/h。6、井田水文地质类型井田直接充水含水层为煤系地层的碎屑岩类裂隙孔隙承压水，其次为松散岩类孔隙水,均为大气降水入渗为主要补给源,虽补给条件差,但径流条件较好,不利地下水富集,单位涌水量较小，不会给采矿带来大的危害，但该区洪水位与煤层露头接近，矿井有可能会受洪水淹井的威胁。区内无地表水体，水文地质条件简单，因此，本区水文地质类型类为Ⅱ类4型。四、其它开采条件1、瓦斯井田未进行瓦斯样的采集和测定，仅通过对邻区井田收集资料，根据相邻煤矿某某公司集团东圪堵煤矿矿井瓦斯等级鉴定和二氧化碳测定结果报告表，矿井总回风巷相对瓦斯涌出量为0.62m3/t,二氧化碳相对涌出量为4.16m3/t；回采工作面瓦斯相对涌出量为0.36m3/t，二氧化碳相对涌出量为2.79m3/t。结合本井田内煤层大多被冲沟切割，煤头暴露较多，节理裂隙发育，多为瓦斯泄露带。同时调查井田周边小窑过去从未发生过瓦斯爆炸事故，故井田无破坏性瓦斯危害。2、煤的自燃倾向183 根据内蒙古平庄煤业（集团）有限责任公司技术监督处鉴定资料，某地煤矿煤层自燃等级为Ⅰ级，属容易自燃煤层。因此在煤的开采和堆放过程中对煤的处置应予以足够的重视。3、煤尘根据《内蒙古自治区东胜煤田某地井田煤炭资源详查报告》，某地煤矿井田内煤尘具有爆炸性，因此在生产过程中应采取措施降低煤尘。4、地温井田煤层埋藏较浅属正常地温，无特殊地温异常。5、煤层顶底板岩性井田煤层顶板上30m，至煤层底板以下20m范围之内，以泥质粉砂岩、及泥岩、砂岩为主。煤层直接顶板和底板以泥质粉砂岩、碳质页岩为主。绝大部分岩石抗压强度小于34MPa，煤层顶底板岩石属软弱岩石。稳固性差，遇水后，抗压强度会降低，而且产生崩解。综合分析井田工程地质条件，未来煤矿开采后可能出现的主要工程地质问题是煤层顶板冒落和巷道底板软化和底鼓。煤层顶板岩石强度低，而且以软弱岩石为主，稳固性差，当煤层采完后，因受上覆第四系及第三系覆盖层的压力，基岩顶板又薄，一般在2.42～25.18m，基本上在冒落带高度范围内，所以易产生顶板冒落现象，严重影响安全生产。煤层底板软化和底鼓，由于5-1和6号煤层底板为泥质粉砂岩和泥岩。不但力学强度低，属软弱岩石，而且遇水具软化性，极易变形，有的崩解、底鼓，直接影响巷道底面平整和车辆运煤，这从附近矿井中得到证实是实际存在的一大隐患。183 井田以碎屑沉积层状岩石为主，形成的煤层顶、底板岩石力学强度低，又受风化作用的影响，岩体稳固性均差，局部地段极易发生顶板冒落及底板软化和鼓起的不良工程地质问题困扰。因此，井田工程地质勘查类型为Ⅱ类4型，层状岩类，工程地质条件中等的矿床。五、煤类、煤质与煤的用途1、煤类及其分布规律按中国煤炭分类方案（GB5751～86），井田内各煤层胶质层Y值为零，透光率在76～81％，洗煤干燥基挥发分为33.58～39.68％，属不粘煤31和长焰煤41。两种煤以洗煤干燥基挥发分为37％为界，各煤层挥发分大于37％的长焰煤呈孤立点分布，未单独估算资源/储量。2、煤质分析（1）物理性质和煤质特征5-1号煤层：黑色，条痕黑色，弱沥青光泽。性脆，阶梯状或贝壳状断口，内生裂隙不发育。粒状结构，层状构造。风化后煤质疏松，土状，无光泽。5-2号煤层：黑色，条痕黑色，弱沥青光泽。性脆，阶梯状断口，内生裂隙不发育。块状结构，层状构造。风化后煤质疏松，土状，无光泽。6号煤层：黑色，条痕黑色，沥青光泽。性脆，阶梯状或贝壳状断口，内生裂隙不发育。块状、条带状结构，层状构造。风化后煤质疏松，土状，无光泽。①宏观煤岩特征183 本井田各煤层岩组份以镜煤和丝炭为主，煤岩类型主要为半亮型和半暗型煤。②显微煤岩组份5-1煤层：煤中有机显微组份平均含量为97.55％，其组成以镜质组和丝质组为主，镜质组平均为64.35％，丝质组平均为18.7％，半镜质组平均为9.35％，稳定组份平均含量为5.15％，矿物杂质平均含量2.45％，其组成以粘土组为主。5-2煤层：煤中有机显微组份含量为93.5％，其组成以镜质组和丝质组为主，镜质组为54.8％，丝质组为26.6％，半镜质组为11.2％，稳定组份含量很少，为0.9％。矿物杂质含量6.5％，其组成以粘土组为主。6煤层：煤中有机显微组份含量为97.7％，其组成以镜质组和丝质组为主，镜质组为60.2％，丝质组为25.4％，半镜质组为11.3％，稳定组份含量很少，为0.8％。矿物杂质含量2.3％，其组成以粘土组为主。③显微煤岩类型根据中国地质科学研究院显微煤岩分类方案，各可采煤层均属丝质亮暗煤。根据国际显微煤岩分类方案（E.施塔赫），各煤层均属微镜惰煤。（2）化学性质、工艺性能各煤层主要化学性质和工艺性能见表1-3-2。现将主要可采煤层的化学性质、工艺性能及煤类分述如下：①水分（Mad）5-1煤层：原煤空干基水分为7.92～12.18％，平均9.43％。洗煤空干基水分为8.28～15.26％，平均11.91％。183 5-2煤层：原煤空干基水分为6.50～11.48％，平均8.93％。洗煤空干基水分为9.449～11.76％，平均10.36％。6煤层：原煤空干基水分为5.64～11.58％，平均8.47％，洗煤空干基水分为7.70～13.07％，平均9.96％。表1-3-2煤的化学性质、工艺性能及煤类特征表煤层煤种工业分析(%)St.d(%)Pd(%)胶质层测定(mm)焦渣型号煤类MadAdVdafXY5-1原7.92~12.189.43(11)5.48～16.808.90(11)34.32~39.0236.20(11)0.23~0.740.37(11)0.015~0.0560.034(10)31.031.0(1)00(1)2PN31为主洗8.28～15.2611.91(7)3.61～6.844.97(7)35.57～38.0337.04(7)0.22～0.940.46(7)0.015～0.0330.024(4)45.045.0(1)00(1)25-2原6.50~11.488.93(11)5.38~17.169.58(11)33.88~38.1235.65(11)0.17~1.250.39(11)0.009~0.1690.047(4)30.5~33.532.0(2)00(2)2PN31为主洗9.49~11.7610.36(6)3.39~6.624.77(6)35.20~39.6836.41(6)0.18~0.390.26(6)0.017~0.0500.036(3)38.038.0(1)00(1)26原5.64～11.588.47(21)3.88~24.279.82(21)32.58~46.0036.20(21)0.16~0.520.26(21)0.004~0.0910.036(16)40.0~49.044.5(2)00(2)2PN31为主洗7.70~13.379.96(15)3.03~7.414.97(15)33.58~39.6336.59(15)0.15~0.370.22(15)0.005~0.0530.020(6)35.5~42.038.7(5)00(5)2②灰分（Ad）5-1煤层：原煤干基灰分产率为5.48～16.8％，平均8.9％。均方差3.71，变异系数49.34％。说明灰分产率变化较小，极值点少且孤立分布。洗煤空干基灰分产率为3.61～6.84％，平均4.97％。均方差1.44，变异系数28.97％，属特低灰煤。原煤经洗选后灰分产率降低了44％。183 5-2煤层：原煤干基灰分产率为5.38～17.16％，平均9.58％。均方差4.45，变异系数46.45％。灰分产率变化较小，极值点少且孤立分布。洗煤空干基灰分产率为3.39～6.62％，平均4.77％。均方差1.46，变异系数30.61％，灰分变化小。属特低灰煤。原煤经洗选后灰分产率降低了50％。6煤层：原煤干基灰分产率为3.88～24.27％，平均9.82％。均方差4.94。变异系数50.27％。极值点少且孤立分布。洗煤空干基空分产率为3.03～7.41％，平均4.97％。均方差1.16，变异系数23.44％，灰分产率变化小。属特低灰煤。原煤经洗选后灰分产率降低了50％。③挥发分（Vdaf）5-1煤层：原煤干燥无灰基挥发分产率为34.32～39.02％，平均36.20％。均方差1.37，变异系数3.78％。洗煤干燥无灰基挥发分产率为35.57～38.03％，平均37.04％。均方差1.01，变异系数2.73％。5-2煤层：原煤干燥无灰基挥发分产率为33.88～38.12％，平均35.65％。均方差1.23，变异系数3.44％。洗煤干燥无灰基挥发分产率为35.20～39.68％，平均36.41％。均方差1.78，变异系数4.88％。6煤层：原煤干燥无灰基挥发分产率为32.58～46.00％，平均36.20％。洗煤干燥无灰基挥发分产率为33.58～39.63％，平均3659％。均方差1.98，变异系数5.41％。各层煤经洗选后，挥发分产率基本上高于原煤。各煤层挥发分产率变化小。④全硫（St.d）各层煤的全硫含量很低，原煤平均含量0.26～0.39％，洗煤平均含量0.22～0.46％。为特低硫煤。各种硫：硫化铁硫（Sp.d）183 5-1煤层：原煤含量在0.07～0.21％之间，平均0.11％；洗煤含量在0.02~0.13％之间，平均0.075％；5-2煤层：原煤含量在0.03～0.07％之间，平均0.06％；洗煤含量在0.01~0.02％之间，平均0.015％；6煤层：原煤含量在0.02～0.16％之间，平均0.076％；洗煤含量在0.01~0.04％之间，平均0.018％；硫酸盐硫（Ss.d）5-1煤层：原煤含量在0.01～0.06％之间，平均0.028％；洗煤含量在0.00～0.11％之间，平均0.055％；5-2煤层：原煤含量在0.02～0.03％之间，平均0.023％；洗煤含量在0.00～0.01％之间，平均0.01％；6煤层：原煤含量在0.01～0.02％之间，平均0.015％；洗煤含量在0.00~0.11％之间，平均0.027％；有机硫（So.d）5-1煤层：原煤含量在0.16～0.38％之间，平均0.23％；洗煤含量在0.19~0.26％之间，平均0.225％；5-2煤层：原煤含量在0.12～0.20％之间，平均0.158％；洗煤含量在0.13~0.36％之间，平均0.20％；6煤层：原煤含量在0.12~0.34％之间，平均0.16％；洗煤含量在0.04~0.35％之间，平均0.194％；各煤层含硫均较低，属特低硫煤。通过对各种硫的分析可知，煤中硫以有机硫与硫化铁硫为主，硫酸盐硫含量很少。183 磷（Pd）各煤层煤中磷的平均含量为0.036～0.040％，属低磷煤。（3）工艺性能①发热量（Qgr.d）5-1煤层：原煤发热量在23.90～30.07KJ/g之间，平均27.64KJ/g；5-2煤层：原煤发热量在23.41～30.77KJ/g之间，平均27.85KJ/g；6煤层：原煤发热量在21.31～30.80KJ/g之间，平均27.90KJ/g，均属中高发热量煤。②煤灰成分、灰熔融性各煤层煤灰成分以SiO2、A12O3为主，CaO、SO3和Fe2O3次之。煤灰均属硅质灰分。灰熔性在1090～1270℃之间，属高熔灰分。③粘结性本井田各煤层的G指数均为零，属不粘煤。④可磨性本井田各层煤的可磨性测定结果为54～71，换算成哈氏法数值后，可磨系数皆大于1，表明容易磨碎。⑤结渣性本井田各煤层结渣性测定结果，属强结渣煤。（4）煤炭产品用途①本井田煤变质程度低，为低变质的烟煤Ⅰ阶段。煤种以不粘煤31为主，少量长焰煤41。183 ②煤质为特低灰、特低硫、低磷煤。组成元素以碳、氧为主，变化小。③动力用煤煤具高发热量和特低灰、特低硫、低磷、易磨等特点，是优质的动力用煤。④气化用煤煤的化学反应性、热稳定性较好、粘结性差，是良好的工业气化用煤。不足之处煤灰结渣性强、熔点低。⑤低温干馏用煤煤普遍含油，热稳定性较好，可以用来生产低温焦油，同时生产的半焦和焦炉煤气具有综合利用价值，如合成橡胶、纤维和氨等。此外，在当前的经济技术条件下，在煤炭开发时应注重综合利用，如制作水煤浆、加氢液化、炼制铁合金焦、制取活性炭等建材、塑料、化肥、药品和化纤工业方面的应用。六、其它有益矿物井田内的泥岩、砂岩、煤矸未达到工业品位要求的矿产，暂不能利用；经光谱半定量分析，未发现达到可工业利用的微量元素。七、井田勘探程度及资源、储量1、勘探程度《东胜煤田某地井田煤炭资源详查报告》较全面地反映了勘探成果，地质研究程度及报告编制度量较好，达到了设计目的及预期效果。（1）井田内构造形态已经查明，基本为一倾斜西南的单斜构造，地层产状平缓，倾角一般为1°～3°。确定井田构造属于简单型。183 （2）控制了先期开采地范围内主要可采煤层的底板等高线的高距为5m；（3）详细查明了可采煤层层位及厚度变化，确定可采煤层的连续性，控制了先期开采地段内各可采煤层的可采范围；（4）严密控制了先期开采地段内主要可采煤层的露头位置；（5）查明了可采煤层的煤类为BN（31）及CY（41），详细查明了可采煤层的煤质特征及变化情况，研究了与煤层开采、洗选、加工、销售以及环保等有关的煤质特征及工艺性能，并作出了相应的评价；（6）查明了井田水文地质条件，为孔隙~裂隙充水、水文地质条件单的矿床，预测了先期开采的矿井涌水量，评价了矿井水利用的可能性。2、地质储量及工业储量（1）储量计算范围及指标资源/储量估算范围为2003年6月24日内蒙古自治区国土资源厅批准的探矿许可证范围。储量计算的煤层有5-1、5-2和6号煤层。即两个煤组三层煤，储量计算范围均以井田边界线与煤层露头线以内插可采边界线所围成的面积。①工业指标最低可采厚度≥0.8m最高灰分(Ad)≤40%最高硫分(St,d)≤3%最低发热量(Qnet,d)≥17.0MJ/kg②计算方法183 井田地质构造简单，煤层产状平缓，倾角1°～3°。根据DZ/T0215-2002《煤、泥炭地质勘查规范》规定，采用地质块段法进行资源/储量估算。估算公式：Q=S×h×d式中：Q——煤炭资源储量（t）S——块段面积（m2）h——块段中煤层平均厚度（m）d——煤层容重（t/m3）（2）资源/储量估算参数的确定①采用厚度的确定可采煤层的钻探成果与测井成果对比，煤层的底板深度和厚度均不超差时，采用钻探成果，不可采煤层一般采用测井成果。有夹矸的可采煤层，当煤层结构钻探成果与测井成果对比有差异时，结合岩煤芯完整程度进行分析，按有关规定进行取舍。煤层中夹矸的单层厚度≤0.05m时，夹矸与煤层合并计算采用厚度。煤层中夹矸的单层厚度小于煤层最低可采厚度时，煤分层不作独立分层。煤分层厚度等于或大于夹矸厚度时，上下煤分层加在一起作为采用厚度。②块段中煤层平均厚度的确定块段中所有工程点的煤层可采厚度均参加平均厚度计算，平均厚度由算术平均法求得。利用插入法计算的可采边界点，用0.8m厚度参加平均厚度计算。（3）容重183 各煤层的容重值是依据各煤层原煤灰分计算结果，经一元线性回归方程y=ax+b计算，确定各煤层容重值分别为：5-1煤平均1.30；5-2煤平均1.31；6煤平均1.31。（4）面积块段面积由微机在MAPGIS中地软件编辑系统下直接测定。（5）块段的划分以工程点、煤头界线及内插厚度点联线划分块段。3、储量估算结果见表1-1-3表1-3-3各可采煤层储量汇总表　　　（kt）　类别煤层号底板标高（m）控制122B推断333潜在334总计备注5－11258－12811110758086905－21239－1271247027401620683061219－126315570105301823044330合计1219－128119150208501985059850内蒙古自治区国土资源厅内国土资储备字［2004］25号文，关于《内蒙古自治区东胜煤田某地井田煤炭详查报告》矿产资源储量评审备案证明和《内蒙古自治区东胜煤田某地井田煤炭详查报告矿产资源储量评审意见书》内国土资储审字［2004］069号文，审查通过《内蒙古自治区东胜煤田某地井田煤炭详查报告》及其提交的煤炭资源储量。储量汇总表见表1-3-4。表1-3-4储量汇总表煤层编号分布标高资源储量（万吨）资源储量类型及（编码）183 5-11281～1258111控制的经济基础储量（122b）758推断的内蕴经济资源量（333）869查明矿产资源5-21271～1239247控制的经济基础储量（122b）274推断的内蕴经济资源量（333）521查明矿产资源162预测的资源量（334）？61263～12191557控制的经济基础储量（122b）1053推断的内蕴经济资源量（333）2610查明矿产资源1823预测的资源量（334）？合计1281～12191915控制的经济基础储量（122b）2085推断的内蕴经济资源量（333）4000查明矿产资源1985潜在的矿产资源5985查明矿产资源＋潜在的矿产资源五、存在的主要问题本次勘查精度较低，供可行性研究阶段所需的控制经济基础储量（122B），仅有19150kt。主要地质储量为推断内蕴经济资源量（333）和预测的资源量，合计为40700kt，做为矿井地质储量其可信度低，而且可采煤层厚度变化大，钻孔距离远，为确定可采煤层实际厚度，合理选择开采机械造成困难。建议对井田可采区域补充钻孔，精确了解煤层储量和厚度，为准确设计提供可靠资料。第四节建设条件综合评价183 某地井田地质构造简单，无断裂及褶曲构造，也无岩浆岩侵入。煤层产状近于水平，煤层顶板多软弱～半坚硬岩石，但岩石结构多为厚层状，整体稳定性尚好。水文地质条件简单，煤层瓦斯含量低，不会发生破坏性瓦斯危害，但煤尘具有爆炸危险性，煤层属易自燃煤层。该井田煤炭资源储量丰富，地质构造及开采条件较为简单，适合井下开采，煤层稳定性好，厚度较大，结构简单，夹矸含量少，无需洗选，煤炭采出井田即可直接销售。由于井田内古采空区和废弃小窑多达40多个，虽已关闭，但采空区的范围控制不很精确，建议在开采到小窑和古空附近时，应采用边探边采的方法。根据地质情况的变化和采空区实际范围随时更改采掘方案，特别应注意老空积水对矿井开采的影响和危胁。某地井田资源可靠、储量丰富，矿井交通运输方便，电源、水源可靠，具备建设中型矿井的资源条件和外部协作配套条件。第二章市场预测第一节产品市场供求预测183 一、国际煤炭市场预测能源是社会和经济发展的重要物质基础，煤炭作为基础能源，推动了从十九世纪开始的工业革命。但是，二十世纪九十年代，由于受石油和天然气价格低廉的影响，世界煤炭的需求一直停滞不前，使国际市场的煤炭价格维持十年不变，极大地威胁着煤炭生产企业的发展与生存。从1999年开始，受石油价格的带动，国际市场煤价一路走高，据香港雅高能源公司提供的资料，2001年一年煤价上扬30％，现在煤炭的离岸价已达35美元/t，预计今后一段时间，煤炭的离岸价将维持在35～40美元/t之间。国际能源展望项目（IEO2001）显示，从1999～2020年在经济正在增长的情况下，全球煤炭消耗量将由47亿t增加到64亿t，净增17亿t，增幅达36％。亚洲的电力消耗在未来二十年内将增长一倍，而且增长部分主要用于火电。日本为亚洲的第一大煤炭进口国，其1999年的煤炭进口量为147.00Mt，占世界煤炭贸易量的24％；印度从1990年开始进口煤炭；亚洲的另一个煤炭进口国为韩国，1999年的进口量为55.00Mt，预计2005年将需要进口71.00Mt，2010年81.00Mt，2013年86.00Mt。183 从国际市场看，2003年以来原油及成品油价位的高位运行在相当程度上增加了对替代能源－煤炭的需求，发电用燃煤的全球需求在2004年继续大幅攀升，价格已经创下近10年来的新高。根据德意志银行煤炭及天然气交易部分析师分析，以下的几个原因导致了世界燃煤价格的涨升：为克服大面积电力短缺，中国原用于出口的煤炭中有越来越大比例转为销往国内，这是导致世界煤炭价格上升的主要原因之一；出于安全因素，日本等国家核电设施关闭，对燃煤的需求剧增；美国也增加了煤炭进口以代替其自有煤炭储备。从澳大利亚BJ煤炭现货价格来看，截止到2004年3月4日的价格是47.5美元/t，较2003年初涨幅接近1倍。也是自1995年以来近10年间的最高价格。因此，在目前国际油价高涨，海运价格大幅提升的情况下，煤炭作为主要的能源，国际的需求量仍将进一步上升，价格仍将在高位运行。世界能源消费随国际市场格局的变化形成了三大区域：北美共同市场能耗区、东亚经济圈能耗区、欧洲共同体能耗区。从供求关系来看，北美可自给，东亚与欧共体两大经济圈是主要的煤炭输入市场，其中东亚煤炭市场是世界竞争的焦点。在世界煤炭贸易中，亚太地区煤炭贸易量最大，2001年亚太地区煤炭海上贸易额占世界煤炭贸易总额的53％，美洲煤炭市场为第二大市场，其次为欧洲市场和拉美市场。亚太地区主要煤炭进口国和地区为日本、韩国和台湾地区，有资料显示，预计到2010年亚洲市场煤炭需求量将增加1.5亿t。我国煤炭国际市场主要以东亚为主，欧洲为辅。在东亚市场与我国竞争的国家包括：澳大利亚、美国、南非、印度、加拿大等，其中澳大利亚煤矿露天开采比例高，原煤生产成本低，铁路交通、港口泊位、海外运输等力量雄厚，供货相对稳定，市场竞争力强；美国、南非、加拿大远离东亚，运距远、运费高，无价格优势；印尼港口吃水浅，煤炭出口能力受限；而我国地处东亚经济圈，凭借明显的资源优势和地域优势，具有极强的竞争力。受国际煤炭价格上涨的影响，近几年我国煤炭出口有了较大幅度的增长，在煤炭出口的煤种中动力煤占81％，炼焦煤占12％，无烟煤占7％。总之，随着亚洲经济的快速发展，日本、韩国、东南亚及我国台湾地区的煤炭进口量将大幅度增加，国际煤炭市场十分看好。183 二、国内煤炭市场预测我国煤炭资源储量丰富，据1999年第三次煤炭资源预测，资源总量为5.5万亿吨，其中已探明储量1万亿吨，排在美国、俄罗斯之后，居世界第三位。目前保有储量10334亿吨，其中已利用3469亿吨，尚未利用6565亿吨。在尚未利用储量中，精查618亿吨，详查1087亿吨，普查1524亿吨，找煤3336亿吨。煤炭资源分布不平衡，主要集中在山西、陕西及内蒙古西部，占全国总储量的64％，新疆、甘肃、青海占14％，云南、四川、贵州、重庆占9％，其余占13％。尚未利用储量中，由于地质勘探程度不够，精查储量不足10%，多数为找煤、普查及详查储量。2004年在国民经济和市场需求快速增长拉动下，原煤产量大幅增加，全年煤炭产量为19.56亿吨，比2003年全年16.67亿吨的产量超出2.28亿t。其中国有重点煤矿产煤9.22亿吨，同比增加1.08亿吨；国有地方煤矿产煤3.15亿吨，同比增加0.35亿吨；乡镇煤矿产煤7.19亿吨，同比增加0.85亿吨。伴随着国家账政政策由积极向稳健的转变，煤炭需求量增加将有所下降，但总量仍保持在较高水平。预计2005年全国电务、冶金、化工、建材和其它行业煤炭消费需求将分别增加1.2、0.3、0.05、0.2、0.3亿吨。在煤炭进出口总量维持2004年水平的基础上，2005年国内煤炭消费需求将增加2.1亿吨。183 国内市场电煤市场占65％以上，某地矿井6号煤为高挥发分、高发热量、高机械强度、高熔点，粘结性差的长焰煤，是很好的动力用煤，具有广阔的市场。第二节产品目标市场分析某地矿井位于东胜煤田某地详查区，东胜煤田已探明储量为263亿t。某地煤矿，作为某某公司有限责任公司重点投资的中型矿井，其产品煤主要供给周围电厂。本区煤的灰分以低灰为主，主要可采煤层煤灰分值均低于10％，属于低灰煤，通过对本区煤的各项化验指标及测试结果分析，煤质尚佳，为低变质的长焰煤，有害成分均不高，为高挥发分、中高发热量、高机械强度、高熔点、粘结性差的长焰煤，为良好的动力用煤，可供当地及周边大型发电厂。距本矿较近的电厂有准格尔国华电厂、在建的大饭铺电厂、筹建的前房子电厂、大唐托克托电厂等。原煤±50mm分级，-10mm产品直接供电厂洗煤厂，作为电厂洗煤厂的原料煤；＋50mm原煤经人工拣矸后，可供当地及周边地区民用和其它工业用煤，多余部分全部供电厂洗煤厂。预计本矿井投产后，具有良好的市场前景。根据目前国内电力供应形势及自治区发展能源战略安排，不存在产品滞销或供大于求的问题，市场前景看好。各主要可采煤层平均灰分在5.64～12.18％左右，全硫0.22～0.46％，属低灰、特低硫的长焰煤，因此是区内外各大电厂良好的动力用煤。本矿建成后市场定位主要熔点较高，利于燃烧后排灰。因此可单独供应电厂。第三节价格现状与预测183 据有关资料显示，2002年，全国28个省（自治区、直辖市）的销售电价平均每千瓦时上涨4.65％，（按平均成本计算，电力价格上涨0.22元就相当于煤炭价格上涨56元）而按照新近确定的电煤价格，电的原料平均成本将由0.08元/千瓦时上升至0.083元/千瓦时，上涨约3.75％。过去，用煤企业都是按照国家计划与煤炭企业签订合同，电力企业也不例外。从近几年计划内的电煤价格和市场价格比较看，国内电煤价格一直低于市场价格（2002年价差每吨达30元），这里面固然有电煤需求量大、集中采购的运输成本相对较低等原因，但不能排除国家在协调煤电行业发展上的政策导向等因素的影响。随着市场机制的不断完善，作为电力的重要原料，煤炭的价格势必要有相应的增长。2003年，国家发展和改革委员会针对山西90Mt的电煤作出了涨价决定，其涨价品种和幅度对于剩下的80Mt其他省份供应的电煤，传达了价格上调的信号。与2004年相比2005年煤炭订货会电煤合同的价格每吨平均上涨了20～40元人民币。从国际市场来看，石油资源相对短缺，特别是国内石油紧缺，国际原油市场价格持续上扬。石油价格不断上涨，将促进国内外能源需求向煤炭转移，这将有利于煤炭市场的消费和流通。同时，国际石油价格的大幅度上扬，也会拉动国内、国际煤炭价格上行。准格尔地区煤炭价格走势与国际、国内基本相似，随着本地区坑口电厂和周边电厂的建成，原煤售价将呈现稳中有升的趋势，2000年至2004年准格尔地区煤炭售价见表2-3-1。预计本矿井未来吨煤平均售价在80.0～100.0元/t。表2-3-12000年至2004年准格尔地区煤炭售价一览表183 年度2000年2001年2002年2003年2004年价格（元）253040～4540～6060～80第四节市场竞争力分析根据对我国目前及今后较长时期能源需求量及能源结构型式发展趋势的分析。从能源消耗的角度看，煤炭在一次能源消费结构中的比例将有所下降，但在相当长的时间内，煤炭特别是当前在国家实施的西部大开发战略中，自治区煤炭产业将为“西电东送”重点工程建设区域，因此市场前景很好。从煤炭售价的变化趋势看，价格将呈稳中有升的情况，企业将有较可观的利润。由于本矿生产原煤具有低灰、特低硫、中高发热量、高灰熔点的特点，周边电厂炉型均按该煤种进行设计，故矿井产品煤在市场上具有较强的竞争力。第五节市场风险我国是煤炭资源十分丰富的国家，预测资源总量为5.57×106Mt，截止到1999年底探明储量为1×106183 Mt，是我国最可靠最有保障的能源。中国是世界上少数几个以煤炭为主要能源的国家，在相当长一段时间内以煤为主要能源的能源结构不会发生变化。而近年来，随着国民经济的快速发展，我国电力需求保持持续高速增长势头，全国用电出现告急的省、自治区、直辖市多达十几个。由于我国电力市场供需情况是煤炭市场供需情况的主要支撑因素，所以电煤需求旺盛与否对煤炭市场价格的稳定运行起着十分重要的作用。首先，电力紧张将带动火电的增长，从而刺激煤炭消费与需求的增长。其次，电力紧张以及对电煤需求的增加，有利于增强煤炭市场的信心和保持煤炭市场交易价格基本稳定。某地煤矿产品煤大部分供周边电厂燃用，由于国内电力行业发展趋势的影响，近年来准格尔周边电厂不断发展，电煤市场需求不断扩大，而其它地区煤炭进入其周边市场条件有限，这使得周边电厂对准格尔煤田产品煤的需求持续增长，给某地煤矿煤炭产品提供了顺畅的销路，稳定的市场，为煤矿扩大生产规模奠定了基础，降低了市场风险。第三章建设规模与服务年限第一节井田境界与资源、储量183 一、井田境界某地井田地理座标：东径：110°41′15″～110°48′45″北纬：39°23′45″～39°26′45″井田位于准格尔旗羊市塔乡政府东北约8km，其范围有12个拐点圈定而成，经换算后其直角坐标如表3-1-1，井田东西长7.89～10.76km，南北宽5.55km，面积52.91km2。表3-1-1井田范围拐点坐标一览表拐点编号XY14368144.3837473099.92268114.55483859.96366264.42483856.11466265.18483497.36565802.64483496.38665805.01483420.0574364417.4137482416.91864419.07481699.24963494.01481697.061063495.73480979.291162570.67480977.031262594.00473080.69井田内已探明无断裂构造、陷落柱等地质构造、地质倾角平缓、十分有利于综合机械化规模开采。但井田北中部有多达40个以上的老窑和采空区，对井田破坏严重，给井田合理开发、大巷开拓和回采工作面布置造成一定困难。183 上述老窑沟虽已关闭或井口被炸封掉，由于无法进入井下，采空区范围仅是通过老乡调查所得，其资料的准确性、可靠性很低，因此在开采过程应加强采空区的勘查工作。目前井田边界附近无煤矿开采。与本井田亦无开采压茬关系。二、矿井资源、储量计算（一）储量计算范围及指标资源/储量估算范围为2003年6月24日内蒙古自治区国土资源厅批准的探矿许可证范围。储量计算的煤层有5-1、5-2和6号煤层。即两个煤组三层煤，储量计算范围均以井田边界线与煤层露头线以内插可采边界线所围成的面积。1、工业指标最低可采厚度≥0.8m最高灰分(Ad)≤40%最高硫分(St,d)≤3%最低发热量(Qnet,d)≥17.0MJ/kg2、计算方法井田地质构造简单，煤层产状平缓，倾角1～3°。根据DZ/T0215-2002《煤、泥炭地质勘查规范》规定，采用地质块段法进行资源/储量估算。估算公式：Q=S×h×d式中：Q——煤炭资源储量（t）S——块段面积（m2）183 h——块段中煤层平均厚度（m）d――煤层容重（t/m3）（二）资源/储量估算参数的确定1、采用厚度的确定（1）可采煤层的钻探成果与测井成果对比，煤层的底板深度和厚度均不超差时，采用钻探成果，不可采煤层一般采用测井成果。（2）有夹矸的可采煤层，当煤层结构钻探成果与测井成果对比有差异时，结合岩煤芯完整程度进行分析，按有关规定进行取舍。（3）煤层中夹矸的单层厚度≤0.05m时，夹矸与煤层合并计算采用厚度。（4）煤层中夹矸的单层厚度小于煤层最低可采厚度时，煤分层不作独立分层。煤分层厚度等于或大于夹矸厚度时，上下煤分层加在一起作为采用厚度。2、块段中煤层平均厚度的确定（1）块段中所有工程点的煤层可采厚度均参加平均厚度计算，平均厚度由算术平均法求得。（2）利用插入法计算的可采边界点，用0.8m厚度参加平均厚度计算。3、容重各煤层的容重值是依据各煤层原煤灰分计算结果，经一元线性回归方程y=ax+b计算，确定各煤层容重值分别为：5-1煤平均1.30；5-2煤平均1.31；6煤平均1.31。4、面积块段面积由微机在MAPGIS中地软件编辑系统下直接测定。183 5、块段的划分以工程点、煤头界线及内插厚度点联线划分块段。（三）储量估算结果表3-1-2　　　各可采煤层储量汇总表　　　（kt）　类别煤层号底板标高（m）控制122B推断333潜在334总计备注5－11258－12811110758086905－21239－1271247027401620683061219－126315570105301823044330合计1219－128119150208501985059850三、矿井资源、储量评价和分类（一）评价和分类《东胜煤田某地井田煤炭资源详查报告》较全面地反映了勘探成果，地质研究程度及报告编制度量较好，达到了设计目的及预期效果，满足初步可行性研究报告设计要求。1、井田内构造形态已经查明，基本为一倾斜西南的单斜构造，地层产状平缓，倾角一般为1～3°。确定井田构造属于简单型。2、控制了先期开采地范围内主要可采煤层的底板等高线的高距为5m；3、详细查明了可采煤层层位及厚度变化，确定可采煤层的连续性，控制了先期开采地段内各可采煤层的可采范围；4、严密控制了先期开采地段内主要可采煤层的露头位置；183 5、查明了可采煤层的煤类为BN（31）及CY（41），详细查明了可采煤层的煤质特征及变化情况，研究了与煤层开采、洗选、加工、销售以及环保等有关的煤质特征及工艺性能，并作出了相应的评价；6、查明了井田水文地质条件，为孔隙～裂隙充水、水文地质条件单的矿床，预测了先期开采的矿井涌水量，评价了矿井水利用的可能性；7、对井田内三层可采煤层估算了资源储量，共获得控制的资源储量19150kt，推断的内蕴资源量20850kt，查明资源储量40000kt，潜在的资源储量19850kt，总资源储量59850kt。8、可采储量计算（1）设计储量计算矿井永久煤柱损失考虑了井田境界、采空区、公路等留设保安煤柱的损失。井田境界煤柱按20m宽留设；采空区煤柱按30m宽留设；公路保安煤柱在其边线外留出保护等级维护带宽度，然后按照各岩层的移动角计算出各岩层的水平移动长度，所有岩层水平移动长度之和即为维护带外煤柱的宽度。经计算，矿井设计储量为55.54Mt，详见表3-1-3。表3-1-3矿井设计储量汇总表（kt）煤层矿井工业资源/储量永久煤柱损失矿井设计资源储量井田境界及采空区公路合计5-18690131040.81053.87636.25-26830730.0730.06100.0644330243.12279.42522.541807.5合计59850256.14050.24306.355543.7（2）矿井设计可采储量计算183 矿井留设的开采保护煤柱有：矿井工业场地、井筒、开拓大巷保护煤柱，主要巷道间煤柱及巷道两侧煤柱均按30m宽留设。矿井工业场地及井筒保护煤柱是在其边线外留出保护等级维护带宽度，然后按照各岩层的移动角计算出各岩层的水平移动长度，所有岩层水平移动长度之和即为维护带外煤柱的宽度。矿井设计可采储量按下式计算：ZK=（ZS－P）·C式中：ZK――矿井设计可采储量，kt；ZS――矿井设计储量，kt；P――开采煤柱损失，kt；C――采区回采率，5-1号煤层为中厚煤层，采区回采率取80%；5-2号煤层为薄煤层，采区回采率取85%；6号煤层为厚煤层，采区回采率取75%。经计算，矿井设计可采储量为39.31Mt，详见表3-1-4。表3-1-4矿井设计可采储量汇总表（kt）煤层序号矿井设计资源储量工业场地和主要井巷煤柱设计可采储量工业场地主要井巷合计合计其中1225-17636.2123339.8462.85738.7717.35-26100.0227130.0357.04881.62034.0641807.5786.62764.13550.728692.611035.6合计55543.71136.63233.94370.539312.913786.9（二）存在问题183 1、井田内局部地段煤层顶板及覆盖较薄，且风化程度较高，裂隙发育，易发生顶板冒落和地层坍陷，导致第四系孔隙潜水与煤层承压水发生水力联系，构成直接充水含水层，建议进一步工作验证，查明其富水性。2、本次勘查未采集瓦斯样，本区瓦斯含量虽然较低，建议开采时还应注意矿井通风，防止瓦斯聚集与煤尘爆炸。3、本次勘查精度较低，可采煤层厚度变化大，为合理开采煤层的机械设备选型造成一定困难，建议对井田可采区域补充钻孔，精确了解煤层厚度，提高井田勘查精度。第二节矿井设计生产能力与服务年限一、设计生产能力矿井生产能力主要受煤层赋存条件、储量、矿井装备条件、交通运输条件和市场条件等多方面制约。1、某地煤矿影响矿井设计生产能力客观条件概况（1）、井田煤炭储量全矿井能利用储量59850.0kt，设计储量55543.7kt，设计可采储量为39312.9kt，具备建设大型矿井的资源条件。（2）、井田内煤层赋存状况及开采条件井田内共有三层可采煤层，各煤层埋藏较浅，三层煤层间距总共20米左右，其中5-1号煤层属中厚煤层，5-2号煤层属薄煤层，6号煤层属厚煤层。但各煤层厚度不均、分布不整合、煤层氧化露头严重，各煤层受井田内冲沟切割破坏严重，且井田内大范围遭到小窑破坏，使的整个矿区经济合理的开拓开采布置和采区划分比较单一化。（3）、市场需求183 区内各可采煤层有害成分低，中高发热量，是良好的动力和气化用煤，目前其市场供不应求。（4）、矿井机械化装备和生产技术管理水平矿井拟装备先进的采掘设备，生产技术管理拟采用先进的管理模式，实现高产高效，以产量提效益，以低成本求发展。（5）、交通运输条件目前某某公司集团正在建设由沙圪堵镇到松树鄢的矿区公路，公路标准为二级柏油公路，可通行重载汽车，该公路穿过某地井田。距某地一号井工业场地和二号井工业场地均很近。向西8km与曹（曹家石湾）～羊（羊市塔）线柏油路相连，并经曹家石湾与109国道相通，交通条件十分便利，完全可满足矿井煤炭汽车外运销售的要求。矿区生产的煤炭可十分方便地运到附近的几座大型火力发电厂。（6）依据建设单位设计委托要求：建设规模为1.2Mt/a；根据井田内煤层不整合，属东胜煤田边角带，拟建两井口开发全井田（两井总规模1.2Mt/a）；采用高档普采采煤工艺；主提升和主大巷运输采用胶带输送机；副提升采用单钩串车或无轨胶轮车运输；大巷辅助运输采用胶轮车或电机车。2、矿井开采技术条件优越，外运渠道畅通。服务于一采区和二采区的一号井、服务于三采区和四采区的二号井的工业广场位置都紧邻公路，交通运输方便。井田内煤层埋藏较浅、赋存稳定，开采技术条件简单，井田内地质构造简单，虽然煤层赋存不整合，但由于井田内可采区域可布置回采工作面连续推进长度均在500～1800米，在生产中可尽量减少搬家次数，保证矿井设计生产能力的要求。同时一号井和二号井采煤工作面各拟装备有一套183 综合机械化采煤设备，每一坑口正规工作面的采煤量和掘进工作面的掘进煤总量均可达到0.6Mt/a的要求。所以某地矿井具备建设1.2Mt/a井型的条件。3、自治区煤炭产业将为“西电东送”重点工程建设区域，因此市场前景很好。从煤炭售价的变化趋势看，价格将呈稳中有升的情况，企业将有较可观的利润。由于本矿生产原煤具有低灰、特低硫、中高发热量、高灰熔点的特点，周边电厂炉型均按该煤种进行设计，故矿井产品煤在市场上具有较强的竞争力，其开发前景广阔，市场潜力巨大。4、根据某某公司公司的设计委托要求，结合井田煤层埋藏深度、煤层赋存条件、开采技术条件、装备水平、煤炭外运条件和市场需求等因素，综合确定某地井型为1.2Mt/a，其中拟建的两坑口设计生产能力各为0.6Mt/a，其理由如下：（1）、结合地面地形、地下煤层赋存情况及工业场地外的交通情况，为合理开采井田内的煤层并考虑奎痛沟和大石拉沟的上源冲沟在中部山梁趋于交汇，且冲沟两侧均有古煤窑开采，将井田煤层自然分割成两块。故某地矿井设计拟采用两个坑口出煤，即井田中部偏南的一号井和井田中部偏东的二号井。（2）、矿井设计可采储量39.31Mt，按《煤炭工业矿井设计规范》中矿井井型与矿井服务年限的合理匹配关系，拟建的两个坑口开发全井田，一号井服务的一采区和二采区总设计可采储量为20.17Mt/a，二号井服务的三采区、四采区和后期单独开拓开采五采区总设计可采储量为19.14Mt/a。由于一号井和二号井服务的采区资源储量几乎相等，故一号井和二号井井型规模一样，即拟建的两坑口设计生产能力各为0.6Mt/a。183 （3）从矿井提升角度分析，某地煤矿一号井和二号井均拟采用斜井开拓，一号井主斜井倾角12°，采用B=800mm、Q=172t/h、N=75kW的带式输送机提升，提升能力完全可以满足一号井0.6Mt/a的运量要求；二号井主斜井倾角15°，采用B=800mm、Q=172t/h、N=55kW的带式输送机提升，提升能力也完全可以满足二号井0.6Mt/a的运量要求；故一号井和二号井完全能满足某地矿井1.2Mt/a井型的确定。经多个方案比较，结合矿井的可采储量、井筒提升能力、井下工作面的装备水平、矿井煤炭外运条件及煤炭市场供求情况，某地矿井井型宜定为1.2Mt/a，拟设计的两个坑口生产能力各为0.6Mt/a。二、矿井工作制度一号井和二号井的矿井设计年工作日各为300天，每个井口每日三班作业，两班生产，一班检修准备，日净提升时间14h。三、设计服务年限一号井服务于一采区和二采区，一采区和二采区范围内5-1号煤、5-2号煤和6号煤设计可采储量共20166kt，则一号井服务年限：T＝=24式中：T——矿井设计服务年限，a；ZK——矿井可采储量，kt；A——矿井设计生产能力，kt/a；K——储备备用系数，取1.4。183 二号井服务于三采区采区和四采区，三采区采区和四采区范围内5-1号煤、5-2号煤和6号煤设计可采储量共19146kt，则二号井服务年限：T＝=22.8式中：T——矿井设计服务年限，a；ZK——矿井可采储量，kt；A——矿井设计生产能力，kt/a；K——储备备用系数，取1.4。对于井田西北部孤立的一块6号煤及与此相临不远被小窑破坏截割孤立的6号煤根据矿区开拓形式划为五采区，其设计可采储量共2312kt，服务年限为2.8年，从整个矿区一号井和二号井服务年限看，五采区易作为二号井后期的单独开采处理采区。第四章井田开拓与开采第一节井田开拓183 一、井田开拓方式及井口位置某地井田含煤地层为中、下侏罗统延安组，全井田大部分分布，厚度33.38～84.47m，平均厚度约51.54m。含煤三层，均属可采煤层，煤层累计平均厚度5.52m，含煤系数10.71％。井田中、西部含煤性较好，东部较差。某地井田地质构造简单，岩层和煤层产状近水平，倾向西南，倾角1～3°，但有宽缓的波状起伏。煤层至上向下分为5-1、5-2和6号三层，其中6号煤为主要可采煤层。井田内地形总体是中间高四周低，由西北向东南倾斜。西侧有奎痛沟，北有小石拉沟，南有大石拉沟，井田内三面沟谷切割，有一南北向的山梁横贯井田中部，成为井田天然分水岭，为主要含煤地带。其余部分被沟谷冲刷殆尽，造成井田煤层呈不规则状，煤层露头处处可见。井田内中北部煤层较厚，西部煤层较薄，经线Y=37479000.00以东无可采煤层。结合地面地形、地下煤层赋存情况及工业场地外的交通情况，根据本矿井1.2Mt/a的井型规模，为合理开采井田内的煤层并考虑奎痛沟和大石拉沟的上源冲沟在中部山梁趋于交汇，且冲沟两侧均有古煤窑开采，将井田煤层自然分割成两块。故设计拟采用两个坑口出煤，设两个工业场地，即某地一号井和某地二号井，共同完成1.2Mt/a的生产任务。（一）、井田开拓方案183 设计从井筒垂深、煤层赋存形状范围、煤层层间距及开采技术条件、井田内地形地貌特征、煤层露头情况、井田内小窑偷采破坏范围、井田水文地质条件以及公路外运条件等方面分析，井田既适合于斜井开拓方式，也适合于平硐开拓方式。结合矿井井型、煤层赋存条件、矿区内地形地貌、交通外运、井筒提升设备、井下开拓布置和回采工作面装备水平等因素，某地一号井和某地二号井的主、副井筒和工业场地均考虑了斜井开拓和平硐开拓各两个开拓方案进行技术经济比较，现分述如下：1、一号井斜井开拓和平硐开拓方案比较：方案一：斜井开拓方案（详见图4-1-1）某地一号井工业场地选择在某地村西南700m处的半山梁上，在工业场地布置主斜井、副斜井两个井筒，回风斜井设在距工业场地西北方向650m的半山坡上，一号井采用三个井筒开拓开采井田内一采区和二采区。主斜井井筒净宽3.6m，倾角12°，净断面10.49m2，主斜井斜长134.9m。井筒内装备一条带宽800mm的带式输送机，担负井田内一号井的煤炭提升任务。井筒内设置台阶和扶手，兼作进风井和安全出口。副斜井井筒净宽4.5m，倾角5°，净断面12.45m2，井筒斜长104.4m。采用无轨胶轮车运输材料设备、人员等，担负井田内一号井的辅助运输任务。井筒内设置台阶和扶手，兼作进风井和安全出口。回风斜井井筒净宽3.0m，倾角25°，净断面8.03m2，井筒斜长39.9m，。井筒内设置台阶和扶手，担负一号井服务采区的回风任务，兼作安全出口。一号井开拓水平设在5-1号煤中，采用＋1263m一个水平开拓开采井田内一采区和二采区。主斜井落底于+1248m水平，副斜井落底于+1263m，落底后设+1263m水平车场，后期井筒不再延深。+1263开采水平共设三组大巷，即沿6号煤垂直主斜井东西方向布置一条一采区西胶带运输大巷，沿5-1号煤层垂直副斜井东西方向布置一条一采区西辅助运输大巷和一条一采区西回风大巷183 ；并在距井底煤仓西面272m处沿与东西方向胶带运输大巷成东偏北77°方向布置一采区北胶带运输大巷，沿5-1号煤层平行一采区北胶带运输大巷布置一条一采区北辅助运输大巷和一条一采区北回风大巷，三条大巷水平间距30m平行布置，共同开拓开采井田内一采区内5-1号、5-2号和6号煤；后期距离胶带运输大巷爬坡起点西部200米处沿6号煤层近似南北方向且水平间距30m布置二采区南胶带运输大巷、二采区南辅助运输大巷和二采区南回风大巷开拓开采井田内二采区内5-1号、5-2号和6号煤。其中胶带大巷沿煤层顶板布置，辅助运输大巷和回风大巷沿煤层底板布置。主斜井井底撒煤采用斜巷与5-1号煤+1263水平井底车场连通，井底煤仓采用上抬式布置，一采区西胶带运输大巷通过一段15°斜巷（上仓段）爬坡至井底煤仓上口。矿井初期和后期大巷主运输均采用胶带输送机，大巷辅助运输均采用无轨胶轮车运输。矿井初期和后期均采用中央并列式通风系统，主、副斜井进风，回风斜井回风。矿井通风方式为机械抽出式。某地矿井全井田共划分5个采区，各采区均采用长壁式开采。一号井服务一采区和二采区，首采区为5-1号煤层+1263m井底车场附近的一采区5-1号煤层。方案二：平硐开拓方案（详见图4-1-2）某地一号井工业场地选择在某地村西约1.2km处，奎痛沟上源的一个冲沟内，在工业场地布置主平硐、副平硐两个井筒，回风斜井设在工业场地南侧100米处冲沟的半山坡上，一号井采用三个井筒开拓开采井田内一采区和二采区。183 主平硐井筒净宽3.6m，净断面10.49m2，井筒坡度为4‰，斜长251m。井筒内装备一条带宽800mm的带式输送机，担负井田内一号井的煤炭提升任务。井筒内设置台阶和扶手，兼作进风井和安全出口。副平硐井筒净宽4.5m，净断面12.45m2，井筒坡度为4.5‰，斜长229m。采用无轨胶轮车运输材料设备、人员等，担负井田内一号井的辅助运输任务。井筒内设置台阶和扶手，兼作进风井和安全出口。回风斜井井筒净宽3.0m，净断面8.03m2，倾角25°，斜长40.0米。担负一号井服务采区的回风任务。井筒内设置台阶和扶手，兼作安全出口。一号井开拓水平设在6号煤中，采用＋1250m一个水平开拓开采井田内一采区和二采区。主平硐落底于+1250m水平，副平硐落底于+1250m，落底后设+1250m水平车场，后期井筒不再延深。+1250开采水平共设三组大巷，即沿6号煤垂直主平硐东西方向布置一条一采区西胶带运输大巷，沿5-1号煤层垂直副斜井东西方向布置一条一采区西辅助运输大巷和一条一采区西回风大巷；并在距井底煤仓东352m处沿与东西方向胶带运输大巷成东偏北77°方向布置一采区北胶带运输大巷，沿5-1号煤层平行一采区北胶带运输大巷布置一条一采区北辅助运输大巷和一条一采区北回风大巷，三条大巷水平间距30m平行布置，共同开拓开采井田内一采区内5-1号、5-2号和6号煤；后期距离一采区西胶带运输大巷爬坡起点东部257米处沿6号煤层近似南北方向且水平间距30m布置二采区南胶带运输大巷、二采区南辅助运输大巷和二采区南回风大巷开拓开采井田内二采区内5-1号、5-2号和6号煤。其中胶带大巷沿煤层顶板布置，辅助运输大巷和回风大巷沿煤层底板布置。主斜井井底撒煤采用本水平清理，井底煤仓采用上抬式布置，一采区西183 胶带运输大巷通过一段15°斜巷（上仓段）爬坡至井底煤仓上口。矿井初期和后期大巷主运输均采用胶带输送机，大巷辅助运输均采用无轨胶轮车运输。矿井初期和后期均采用中央并列式通风系统，主、副斜井进风，中央回风斜井回风。矿井通风方式为机械抽出式。某地矿井全井田共划分5个采区，各采区均采用长壁式开采。一号井服务一采区和二采区，首采区为5-1号煤层+1250m井底车场附近的一采区5-1号煤层。2、二号井斜井开拓和平硐开拓方案比较：方案一：斜井开拓方案（详见图4-1-1）某地二号井工业场地选择在某地村东北约2.5km的前太平梁的沟谷两侧，在工业场地布置主斜井、副斜井两个井筒，回风斜井设在距工业场地西北方向350m的地势平缓山坡上，二号井采用三个井筒开拓开采井田内三采区和四采区。主斜井井筒倾角15°，净宽3.6m，净断面10.49m2，井筒斜长107.7m。井筒内装备一条带宽800mm的带式输送机，担负井田内二号井的煤炭提升任务。井筒内设置台阶和扶手，兼作进风井和安全出口。副斜井井筒倾角5°，净宽4.5m，净断面12.45m2，井筒井斜长204.2m。采用无轨胶轮车运输材料设备、人员等，担负井田内二号井的辅助运输任务。井筒内设置台阶和扶手，兼作进风井和安全出口。回风斜井井筒倾角25°，井筒净宽3.0m，净断面8.03m2，斜长74.5m。担负二号井服务采区的回风任务。井筒内设置台阶和扶手，兼作安全出口。183 二号井开拓水平设在6号煤中，采用＋1222m一个水平开拓开采井田内三采区和四采区。主斜井落底于+1223m水平，副斜井落底于+1222m，落底后设+1222m水平车场，后期井筒不再延深。+1222m开采水平共设三组大巷，即沿6号煤东西方向垂直主井筒布置二条大巷，即三采区东西胶带运输大巷和三采区东西辅助运输大巷，沿5-2号煤层东西方向垂直井筒布置三采区东西回风大巷，三条大巷水平各相距30m平行布置，共同开拓开采三采区内5-1号、5-2号和6号煤；后期在井田三采区西部5-1号煤露头区及5-1号煤采空区附近布置三条与前期三条对应西主大巷水平斜交沿煤层近似南北方向大巷且水平间距30m，其中沿6号煤层布置三采区北胶带运输大巷和三采区北辅助运输大巷，沿5-2号煤层布置三采区北回风大巷，共同开拓开采井田内三采区和四采区内5-1号、5-2号和6号煤；在距离井田北部边界680米处对应三条主大巷沿煤层正北方向布置四采区北胶带运输大巷、四采区北辅助运输大巷和四采区北回风大巷开拓开采井田内四采区内5-1号、5-2号和6号煤。其中胶带大巷沿煤层顶板布置，辅助运输大巷和回风大巷沿煤层底板布置。主斜井井底撒煤采用本水平清理，井底煤仓采用上抬式布置，三采区西胶带运输大巷在井底煤仓两侧各通过一段15°斜巷（上仓段）爬坡至井底煤仓上口。矿井初期和后期大巷主运输均采用胶带输送机，大巷辅助运输均采用无轨胶轮车运输。矿井初期采用中央并列式通风系统，主、副斜井进风，回风斜井回风。随着开采范围的不断扩大，逐步过度中央分列式通风系统,矿井通风方式为机械抽出式。183 某地矿井全井田共划分5个采区，各采区均采用长壁式开采。二号井服务三采区和四采区，其中五采区根据各井口服务年限比较可作为二号井四采区接替采区。首采区为6号煤层+1222m井底车场附近的三采区6号煤层。方案二：平硐开拓方案（详见图4-1-2）某地二号井工业场地位置选择在窑坡村北350m的沟谷内，在工业场地布置主平硐、副平硐两个井筒，回风斜井设在距工业场地南部460m的半山梁上，二号井采用三个井筒开拓开采井田内三采区和四采区。主平硐井筒净宽3.6m，净断面10.49m2，井筒坡度为4.5‰，斜长428m。井筒内装备一条带宽800mm的带式输送机，担负井田内一号井的煤炭提升任务。井筒内设置台阶和扶手，兼作进风井和安全出口。副平硐井筒净宽4.5m，净断面12.45m2，井筒坡度为4.5‰，斜长427m。采用无轨胶轮车运输材料设备、人员等，担负井田内二号井的辅助运输任务。井筒内设置台阶和扶手，兼作进风井和安全出口。回风斜井井筒净宽3.0m，净断面8.03m2，倾角25°，斜长35.5米。担负二号井服务采区的回风任务。井筒内设置台阶和扶手，兼作安全出口。二号井开拓水平设在6号煤中，采用＋1247m一个水平开拓开采井田内三采区和四采区。主平硐落底于+1245m水平，副斜井落底于+1247m，落底后设+1247m水平车场，后期井筒不再延深。+1247m开采水平共设三组大巷，即沿6号煤东西方向垂直主井筒布置二条大巷，即三采区东西胶带运输大巷和三采区东西辅助运输大巷，沿5-2号煤层东西方向垂直井筒布置三采区东西回风大巷，三条大巷水平各相距30m平行布置，共同开拓开采三采区内5-1号、5-2号和6号煤；183 后期在井田三采区西部5-1号煤露头区及5-1号煤采空区附近布置三条与前期三条对应西主大巷水平斜交沿煤层近似南北方向大巷且水平间距30m，其中沿6号煤层布置三采区北胶带运输大巷和三采区北辅助运输大巷，沿5-2号煤层布置三采区北回风大巷，共同开拓开采井田内三采区和四采区内5-1号、5-2号和6号煤；在距离井田北部边界680米处对应三条主大巷沿煤层正北方向布置四采区北胶带运输大巷、四采区北辅助运输大巷和四采区北回风大巷开拓开采井田内四采区内5-1号、5-2号和6号煤。其中胶带大巷沿煤层顶板布置，辅助运输大巷和回风大巷沿煤层底板布置，主斜井井底撒煤采用本水平清理，井底煤仓采用上抬式布置，三采区胶带运输大巷在井底煤仓两侧各通过一段15°斜巷（上仓段）爬坡至井底煤仓上口。矿井初期和后期大巷主运输均采用胶带输送机，大巷辅助运输均采用无轨胶轮车运输。矿井初期和后期均采用中央并列式通风系统，主、副斜井进风，中央回风斜井回风。矿井通风方式为机械抽出式。某地矿井全井田共划分5个采区，各采区均采用长壁式开采。二号井服务三采区和四采区，其中五采区根据各井口服务年限比较可作为二号井四采区接替采区。首采区为6号煤层+1247m井底车场附近的三采区6号煤层。（二）、井田开拓方案比选方案比选以两个坑口各两个方案的可比部分为对比内容，相同部分不做比较。某地一号井方案一：183 优点：1、工业场地选择在山梁上，场地宽阔，场地平整容易，挖方大于填方，平整后场地稳定性好，有利于工业建筑的基础建设。2、工业场地与矿区公路连通方便，距离近，工程省，有利于煤炭外运，运营费用低。3、采用斜井开拓，井口位于山梁之上，可避免夏季洪涝期淹井事故的发生。4、工业场地位置靠近村庄，可减少基建初期生活设施建设费用和井筒施工准备期，尽早实施井筒施工。缺点：1、斜井开拓不如平硐优越，提升、排水管理复杂。2、井筒开拓工程量大，增加后期营运成本。方案二优点：1、矿井采用平硐开拓，井筒工程量少，施工费用低，有利于矿井快速达产移交。2、平硐可自行排水，减少井下水泵房、水仓的建设及后期排水运营费用。3、提升运输管理简单。缺点：1、工业场地位于一狭长的冲沟内，工业场地内建筑物布置困难，场地平整填方大于挖方，建筑物基础条件差。183 2、冲沟汇水面积大，不利于夏季防洪排涝，冲沟坡度大，易发生滑坡坍塌事故，工业场地护坡工程量大，井筒易受洪水威胁。3、工业场地与矿区公路连通线路长，重车上坡线路长，不利于煤炭外运。4、建井初期必须修建大量临时生活设施，建井准备期长。5、工业场地施工费用高，场区及外运公路长，煤炭外运成本高。综上所述，设计从矿井设施安全，工业场地建设，初期投资费用等诸多因素综合考虑，可以明显看出在技术上一号井方案一优于方案二。从表4-1-1中可以看出，一号井方案一与方案二相比，虽然初期井下可比项目总投资多38万元，但地面可比项目工程总投资少289万元，矿井建设工期基本相同。因此，从经济上分析，一号井方案一也优于方案二。综合一号井方案一与方案二经济技术比较的结果，设计推荐方案一，即斜井开拓方案。某地二号井：方案一优点：1、井筒工程量少，初期大巷工程量亦少，有利于缩短建井工期，尽快过产。2、工业场地较为平整，挖填方工程量少，冲沟较为宽阔，汇水面积不大，有利于夏季防洪。3、主斜井长度短，井筒装备简单，提升功率小，易于检修和维护，而且作为安全出口方便快捷。183 4、首采区位于厚煤层中，有利于快速达产，形成生产规模。5、矿井初期开采位置位于相对煤层埋藏较浅，煤层单一区域，对简化采区巷道布置十分有利。6、工业场地压煤量少，可大大减少煤柱可采损失量。缺点：1、井筒位置在井田可采煤层边界，后期开采，大巷运输距离长。2、工业场地距矿区公路直线距离1.3km，初期场地外运公路铺设较长，且重车为上坡线路，煤炭外运费用较大。方案二：优点：1、工业场地设在矿区公路附近，可减少场区外运公路建设费用，煤炭外运极为方便。2、工业场地位于井田中偏北，开拓大巷到各采区距离均衡，后期大巷运输距离相对较短，可减少煤炭运营费用。3、平硐可自行排水，减少井下水泵房、水仓的建设及后期排水运营费用。4、提升运输管理简单。缺点：1、工业场地和井筒压煤量大，保护煤柱损失大。2、井筒工程量大，建井工期长，基建投资亦大。3、首采区位于5-1号煤层中，煤层厚度小，顺槽距离短。初期开采工作面搬家频繁不利于近快达产移交。183 4、工业场地平整工程量较大。5、工业场地距矿区公路直线距离2.2km，初期场地外运公路铺设较长，且重车为上坡线路，煤炭外运费用较大。综上所述，设计从安全、工业场地建设初期投资费、保安煤柱损损失等诸多因素综合考虑，可以明显看出在技术上二号井方案一优于方案二。从表4-1-2中可以看出，方案一与方案二相比，初期井下可比项目总投资少230万元，但地面可比项目工程总投资少179万元，矿井建设工期基本相同。因此，从经济上分析，二号井方案一也优于方案二。综合二号井方案一与方案二经济技术比较的结果，设计推荐方案一，即斜井开拓方案。二、水平划分（一）、水平划分方案水平的划分与一个水平的开采范围、资源/储量和服务年限等因素有关。由于井田内煤层赋存情况相似，故一号井和二号井的开拓水平划方案比选也类似，本次水平划分方案比选仅以一号井水平划分方案进行技术经济比选。方案一：多水平划分在一号井服务的采区内，拟采用三个开拓水平开拓开采5-1号煤层、5-2号煤层和6号煤层，即在5-1号煤层、5-2号煤层和6号煤层各布置胶带运输大巷、辅助运输大巷和回风大巷三条开拓大巷，即三层煤三个开拓水平、9条大巷。方案二：单水平划分183 考虑到本井田三层煤5-1号煤层、5-2号煤层和6号煤层分布极不均匀，其中5-1号煤层可采面积5.47km2，5-2号煤层可采面积4.67km2，6号煤层可采面积15.37km2，且三层煤自上而下煤层间距平均为8.23m和13.73m，距离较近，煤层较为平缓，在一号井服务的采区内，拟采用5-1号煤层+1263水平开拓开采5-1、5-2和6号煤层。开采5-2号煤层和6号煤层时，以联络巷与对应大巷连通。依据井田煤层赋存情况，在6号煤布置一条胶带运输大巷，在5-1号煤层布置辅助运输大巷和回风大巷。即在开拓开采一号井服务采区的各煤层时，总共布置一条回风大巷，一条胶带运输大巷，三条辅助运输大巷。（二）水平划分方案比选结合本井田实际情况比选可知：方案一优点：岩巷工程量小，初期工程量小，采区工程量少，准备时间短，煤层大巷容易施工，初期投资少，建井速度快。缺点：总的井巷工程量多，占用管线长，总的巷道维护工程量大，煤柱损失多，基建投资大，水平接替时间长，进而上下水平长时间交叉干扰，直接影响生产和效益。方案二优点：生产集中化，经济效益高，总的井巷工程量少，大巷维护容易，运输条件好，基建投资少，矿井生产接替稳定，保证了矿井的设计生产能力。缺点：总的石门长度较大，初期工程量大，建井时间较长。183 从本矿井煤层赋存特点、井田内煤层开采技术条件及经济效益考虑，方案二比方案一优，故某地矿井采用一个水平开拓开采全井田。（三）、一号井和二号井开采水平确定1、某地一号井主要开采水平布置在5-1号煤层，其开采水平为＋1263m，5-2号煤层和6号煤层的辅助运输大巷通过下山联络巷与5-1号煤层主要辅助运输大巷连通。2、某地二号井主要开采水平布置在6号煤层，其开采水平为＋1222m，5-1号煤层和5-2号煤层辅助运输大巷通过上山巷道与6号煤层主要辅助运输巷道连通。三、大巷布置根据井田内水平的划分，大巷布置本着以煤巷为主、总的井巷工程量小和基建投资少的原则，同时考虑机械化装备水平等因素，一号井和二号井井下大巷布置分述如下：1、一号井大巷布置：胶带运输大巷沿6号煤层布置，通过一段15°斜巷（上仓段）爬坡至井底煤仓上口，5-1号煤和5-2号的煤通过溜煤眼运至6号煤的胶带运输大巷，主斜井井底撒煤清理通过斜巷与副斜井落底的+1263水平井底车场连通。主辅助运输大巷布置在5-1号煤层，在+1263水平与副斜井连通。总回风大巷布置在5-1号煤层中，与回风斜井沟通。5-2号煤和6号煤的辅助运输和回风大巷通过下山巷道与5-1号煤的主辅助运输大巷和总回风大巷连通。2、二号井的大巷布置183 胶带运输大巷沿6号煤层布置，在井底煤仓两侧各通过一段15°斜巷（上仓段）爬坡至井底煤仓上口，5-1号煤和5-2号的煤通过溜煤眼运至6号煤的胶带运输大巷，主斜井撒煤清理采用+1222水平井底车场巷道本水平清理。主辅助运输大巷布置在6号煤层，在+1222水平与副斜井连通。总回风大巷布置在5-2号煤层中，与回风斜井沟通。5-1号煤和5-2号煤的辅助运输和回风大巷通过上山巷道与6号煤的主辅助运输大巷和总回风大巷连通。四、采区划分及开采顺序根据煤层赋存条件，矿井开拓方式，将井田划分为五个采区，即某地一号井开拓开采一采区和二采区，某地二号井开拓开采三采区和四采区。矿井投产后一号井开拓开采一采区→二采区，二号井开拓开采三采区→四采区，根据矿井服务年限长短，二号井采完四采区后，井上下能利用生产系统搬家到5采区开拓开采5采区。各首采区工作面条带前进式布置，回采工作面回采采用长壁后退式开采。第二节井筒一、井筒1、井筒的数目及用途（1）、一号井井筒数目及用途根据推荐的井田开拓方案，矿井移交生产及达产时，共布置主斜井、副斜井和中央回风斜井三个井筒，主斜井和副斜井均位于矿井的工业场地内，中央回风斜井位于主斜井井口西北侧、距主斜井710米。各井筒分述如下：主斜井：主要担负全矿井煤炭提升运输任务，兼作行人、进风和安全出口。183 副斜井：主要担负矿井材料、设备升降及矿井掘进矸石提升任务，兼作进风和安全出口。动力、信号、通讯电缆和排水，消防洒水管路等原则上均沿该井筒内敷设。中央回风斜井：担负一号井回风任务，兼做安全出口。（2）、二号井井筒数目及用途根据推荐的井田开拓方案，矿井移交生产及达产时，共布置主斜井、副斜井和中央回风斜井三个井筒，主斜井和副斜井均位于矿井的工业场地内，中央回风斜井位于主斜井井口西北侧、距主斜井283米。各井筒分述如下：主斜井：主要担负全矿井煤炭提升运输任务，兼作行人、进风和安全出口。副斜井：主要担负矿井材料、设备升降及矿井掘进矸石提升任务，兼作进风和安全出口。动力、信号、通讯电缆和排水，消防洒水管路等原则上均沿该井筒内敷设。初期回风斜井：担负一号井回风任务，兼做安全出口。2、井筒布置和装备（1）、一号井井筒布置和装备：主斜井井筒净宽3.6m，倾角12°，净断面10.49m2，主斜井斜长134.9m。井筒内装备一条带宽800mm，N=75kW的带式输送机，担负井田内一号井的煤炭提升任务。井筒内设置台阶和扶手，兼作进风井和安全出口。副斜井井筒净宽4.5m，倾角5°，净断面12.45m2，井筒斜长104.4m。采用无轨胶轮车运输材料设备、人员等，担负井田内一号井的辅助运输任务。井筒内设置台阶和扶手，兼作进风井和安全出口。183 中央回风斜井井筒净宽3.0m，倾角25°，净断面8.03m2，井筒斜长39.9m。担负一号井服务采区的回风任务。井筒内设置台阶和扶手，兼作安全出口。（2）、二号井井筒布置和装备：主斜井井筒倾角15°，净宽3.6m，净断面10.49m2，井筒斜长115.7m。井筒内装备一条带宽800mm，N=55kW的带式输送机，担负井田内二号井的煤炭提升任务。井筒内设置台阶和扶手，兼作进风井和安全出口。副斜井井筒倾角5°，净宽4.5m，净断面12.45m2，井筒井斜长240.0m。采用无轨胶轮车运输材料设备、人员等，担负井田内二号井的辅助运输任务。井筒内设置台阶和扶手，兼作进风井和安全出口。初期回风斜井井筒倾角25°，井筒净宽3.0m，净断面8.03m2，斜长74.5m。井筒内设置台阶和扶手，担负二号井服务采区的回风任务，兼作安全出口。各井筒平面布置见图4-2-1、图4-2-2、图4-2-3、图4-2-4、图4-2-5、图4-2-6、图4-2-7、图4-2-8、图4-2-9、图4-2-10、图4-2-11、图4-2-12，井筒特征见表4-2-1、表4-2-2。二、井壁结构及厚度根据钻孔资料及老窑开掘揭露的表土层及岩层结构，主斜井和副斜井表土段采用砼砌碹，基岩采用锚喷支护。表土段砼壁厚400mm，基岩段喷射砼厚度100～150mm。三、井筒施工方法由于某地一号井和二号井位均设在半山坡表土段。井口场地采用挖掘机平整和开挖表土层，待井口迎脸达到设计高度后采用人工开挖掘进井筒，到基岩段后采用钻爆法掘进施工井筒。183 第三节井底车场和硐室一、井底车场形式选择某地煤矿井下辅助运输均采用无轨胶轮车运输，故井下不设车场，仅设无轨胶轮车加宽错车巷或错车硐室。错车巷每隔300m设一段。二、井下主要硐室的设定某地一号井和二号井井下主运输均为胶带运输机，通过主煤仓与主斜井胶带运输机联接。主煤仓均采用上仓式煤仓。掘进煤、矸石均采用无轮胶轮车通过副斜井运出地面处理，材料和设备均由无轨胶轮车经副井运送至井下。一号井在副斜井井底落平附近设中央变电所、水泵房、水仓、消防材料库等硐室，在井底辅助运输大巷附近设爆破材料发放硐室。二号井在井下辅助运输大巷附近设中央变电所、水泵房、水仓、消防材料库、爆破材料发放硐室等。一号井和二号井水仓均各设置2条，基中一条主水仓，一条副水仓。定期交替清理，水仓容量：Q＝8Q2＝8×53＝424m3式中：Q——水仓容量m3；Q2——矿井每小时涌水量m3/h。水仓净断面积5m2，则水仓长度L＝，考虑水仓留有一定的储水余地，取水仓长度为100m，水仓采用JD－11.4调度绞车牵引1t矿车，人工清理。进入大巷后再卸入无轨胶轮车运至地面。183 第四节井下开采一、首采区布置某地一号井首采区位于一采区5-1号煤层，某地二号井首采区位于三采区6号煤层。二、首采区位置选择方案比选根据某地一号井和二号井靠近井筒附近的煤层赋存情况，煤层储量和开采条件，每个井口的首采区均有两个区域可供选择。下就两个井口首采区的选择分析比较如下：1、某地一号井首采区选择（1）方案一：首采区工作面位于5-1煤层，该区域煤层赋存较厚，煤层厚度为1.3m～2.5m，平均厚度1.65m，首采工作面顺槽长度可达1300m，储量为468.51kt。满足移交达产要求，且煤层平稳，倾角1°～3°近水平。为开采创造了良好条件，有利于实现矿井综合机械化开采及尽快达产实现经济效益，但首采区工作面距井筒较远，须开掘三条近千米的采区巷道，基建井巷工程量较大，初期基建费用高。首采区位置图见图4-4-1。（2）方案二：首采区工作面靠近井筒，也在5-1号煤层中，该区域煤层较薄，煤层厚度1.1～1.4m，平均厚度1.31m，储量不大，首采区顺槽长度仅有700多米，工作面仅120m，移交后首采工作面搬家频繁，不利于综合机械化生产及快速达产，183 但移交采区巷道工程量小，基建工程量小，有利于基建尽快移交。首采区位置图见图4-4-2。综合考虑某地一号井两个首采区工作面布置的利弊，从矿井生产长期生产考虑，为了利于实现矿井综合机械化开采，尽快达产实现经济效益，推荐方案一为设计首采区,一号井首采区位置图见图4-4-1。2、某地二号井首采区选择：（1）方案一：首采区工作面位于井底车场附近的6号煤层中，该煤层厚度大，煤层厚度均在4m以上，首采区煤层储量大。首采工作面顺槽长度为1100多米，首采工作面靠近井筒，大巷工程量少，有利于实现综合机械化生产及快速移交达产。问题是靠近大巷附近，首采工作面上部还有极少量的5-2号煤层。首采区位置图见图4-4-1。（2）方案二：某地二号井首采区工作面布置在距井底近800米远5-2号煤层中，该煤层厚度小，煤层厚度为1.08m～1.47m，平均厚度1.28m，首采区工作面煤层储量小，首采工作面顺槽平均长度仅有700m，移交后分造成采区搬家频繁不利于移交后实现综合机械化生产及快速达产。其优点是按煤层上下顺序开采，不会造成资源浪费。首采区位置图见图4-4-2。综合比较某地二号井两个首采区的利弊，为利于矿井综合机械化生产及快速移交达产，节约基建投资费用，推荐方案一为设计首采区，二号井首采区位置图见图4-4-1。三、采区巷道布置及工作面布置1、一号井采区巷道布置及回采方式183 依据推荐的井田开拓方式。一号井首采区设在+1263水平井底车场附近的一采区。一采区设辅助运输大巷、胶带运输大巷和回风大巷，均相互平行，间距30m,其中辅助运输大巷和回风大巷均沿5-1号煤层底板布置，胶带运输大巷沿6号煤顶板布置，在5-1号煤层辅助运输大巷和回风大巷两侧布置回采工作面，回采面采用长壁开采。回采工作面的胶带顺槽沿5-1号煤层顶板布置，回风顺槽沿5-1号煤层底板布置，胶带顺槽（兼进风）直接与一采区5-1号煤层辅助运输大巷相通，其中5-1号煤层回采工作面的原煤通过溜煤眼溜至6号煤层胶带运输大巷中胶带输送机的皮带上运至井底煤仓，5-1号煤层回风顺槽直接与5-1号煤层总回风大巷相通，并通过联络巷与一采区的辅助运输大巷相接。形成一号井一采区回采工作面完善的运输、通风、排水、供电及井下消防洒水系统。一号井首采区巷道布置详见图4-4-3。2、二号井采区巷道布置及回采方式依据推荐的井田开拓方式。二号井首采区设在+1222水平井底车场附近的三采区。三采区设辅助运输大巷、胶带运输大巷和回风大巷，均相互平行，间距30m，其中辅助运输大巷和胶带运输大巷均沿6号煤层顶板布置，总回风大巷沿5-2号煤底板布置，在6号煤层辅助运输大巷和胶带运输大巷两侧布置回采工作面，回采面采用长壁开采。回采工作面的胶带顺槽沿6号煤层底板布置，回风顺槽沿6号煤层底板布置，6号煤胶带顺槽（兼进风）直接与三采区6号煤层胶带运输大巷相通，其中6号煤层回采工作面的原煤通过胶带顺槽皮带和6号煤层胶带运输大巷中胶带输送机搭接后将原煤运至井底煤仓，6号煤层回风顺槽直接与5-2号煤层总回风大巷相通183 ，并通过联络巷与三采区的6号煤层辅助运输大巷相接。形成二号井三采区回采工作面完善的运输、通风、排水、供电及井下消防洒水系统。二号井首采区巷道布置详见图4-4-4。四、采煤方法及采煤工艺（一）采煤方法选择某地井田共有可采煤层3层，5-1、5-2和6号煤层均为稳定可采煤层，各煤层可采区域和面积不同。设计某地一号井首采5-1号煤层，某地二号井首采6号煤层。1、某地一号井首采5-1号煤层，煤层厚1.20～1.45m，平均厚1.35m。5-1号煤层，埋藏深度在28～50m之间，煤层结构简单，偶含一层夹矸，夹矸岩性为泥岩。分布较连续，对比可靠，为较稳定煤层。顶板岩性以泥岩为主，局部可见粉砂岩、泥质粉砂岩。底板岩性以泥质粉砂岩为主，局部可见泥岩、炭质泥岩。多数岩石的抗压强度小于34MPa。煤层顶底板岩石均属软弱岩类，稳固性差，遇水后，抗压强度越降低，而且产生崩解。根据某地一号井5-1煤层赋存条件及设计井型规模要求，结合国内中厚煤层和薄煤层开采技术发展现状，设计认为5-1号煤层可供选择的采煤方法：高档普采和综合机械化采煤。下面就两种回采工艺作一分析：（1）高档普采优点：工作面设备相对简单，管理容易，采掘设备一次性投资小，对煤层厚度变化适应性强，工作面电耗小。缺点：生产自动化程度低，生产能力与本矿井生产规模不匹配，采掘衔接易失调，不易实现高产高效。183 （2）综合机械化采煤优点：工作面易实现高产高效，生产能力大，生产自动化程度高，易实现高产高效。缺点：一次性设备投资费用高，综采支架对煤层变化适应能力差。工作面管理复杂，回采工作面电耗大，生产成本高。综上所述，结合5-1号煤层赋存条件，为了满足一号井生产任务0.6Mt/a要求，尽快达产实现经济效益，实现矿井水平生产管理现代化，设计采用综合机械化一次采全高采煤法开采5-1号煤层，长壁全部垮落法管理顶板。2、某地二号井首采工作面开采6号煤，煤层厚0～6.30m，均厚2.66m，埋藏深度在36～115m之间，煤层结构简单，局部含1～2层夹矸，夹矸为泥岩。煤层分布连续，为较稳定煤层，6号煤层顶板岩性以泥岩、粉砂质泥岩为主，局部可见炭质泥岩、中细粒砂岩；底板岩性以泥岩为主，局部可见中细粒砂岩。多数岩石的抗压强度小于34MPa。煤层顶底板岩石均属软弱岩类，稳固性差，遇水后，抗压强度越降低，而且产生崩解。根据6号煤层赋存情况及设计井型规模要求，结合国内厚煤层开采技术现状，设计认为6号煤层可供选择的采煤方法有：放顶煤一次采全高综合机械化采煤和分层综合机械化采煤。下面就两种回采工艺进行分析比较。（1）放顶煤一次采全高综合机械化采煤优点：易实现高产高效，可减少工作面搬家次数，减少工作面电耗，巷道掘进率和降低材料消耗量，降低生产成本，对煤层厚度变化适应性好。缺点：易混入矸石使原煤灰分增高，顶板管理复杂。183 放顶煤主要利用矿山压力破煤或打眼放炮破煤，根据我国多年来放顶煤经验，影响顶煤冒放性的自然因素主要有：开采深度、煤层厚度和强度、煤层结构、煤岩体节理发育程度、直接顶、老顶的赋存条件、地质构造、自燃发火、瓦斯及水文地质条件等。（2）分层综合机械化采煤分层综合机械化采煤适用于煤层顶板冒落性较好，直接顶具有一定厚度的缓倾斜及倾斜厚煤层。分层综合机械化采煤的主要优点是煤炭回收率高。缺点是巷道掘进率高，成本高，用人多，工艺复杂。综上所述，分析矿井6号煤层赋存条件，煤层较松软，节理发育，直接顶多为泥岩、粉砂岩，其次为砂岩，易冒落，煤层距地表较近，顶板压力相对小。所以该矿井适宜采用综合机械化放顶煤一次采全高采煤工艺，根据国内现有放顶煤采煤经验，该井放顶煤过程中采用人工放顶的相应措施，效果更佳。为了提高矿井生产的经济效益和管理水平，本次设计推荐放顶煤综合机械化采煤工艺。6号煤层采放比为1：1.05，一次采全高。顶板管理为全部垮落法管理顶板。（二）采煤工艺和机械配置某地一号井5-1号煤层回采工作面采用采煤机割煤、装煤，配合悬移支架支护，一部可弯曲刮板运输机运煤，设备选型如下表4-4-1。表4-4-1一号井普采工作面主要机械设备配备表设备名称设备型号功率（kW）单位数量备用双滚筒采煤机MG150-AW150.0台1可弯曲刮板输送机SGB-630/150C75×2台1183 破碎机PEM1000×650Ⅲ55.0台1转载机SZB-730/7575.0台1可伸缩胶带输送机SSJ1000/2×7575×2台2掩护式液压支架ZY2400/10/26架11228单体液压支柱DZ25-25/100根8020П型钢梁根5013乳化液泵站XRB2B80/20037.0套1喷雾泵站WPZ50/1011.0套1某地二号井6号煤层回采工作面采用双滚筒采煤机割煤、装煤，配合组合顶梁液压支架支护，两部可弯曲刮板运输机运煤，设备选型如下表4-4-2。表4-4-2二号井普采工作面主要机械设备配备表设备名称设备型号功率（kW）单位数量备用双滚筒采煤机MG150-AW150.0台1可弯曲刮板输送机SGB-630/150C75×2台2破碎机PEM1000×650Ⅲ55.0台1转载机SZB-730/7575.0台1可伸缩胶带输送机SSJ1000/2×7575×2台2组合顶梁液压支架ZTZ1400/15/22(AFJ)架15040端头支架架92单体液压支柱DZ25-25/100根8020П型钢梁根5013乳化液泵站XRB2B80/20037.0套1喷雾泵站WPZ50/1011.0套1（三）工作面长度及采高的确定根据某地煤矿煤层赋存情况，结合本矿生产管理能力，设计确定某地1号井工作面长度为160m，工作面采高1.1～1.45m；某地2号井工作面长度为150m，工作面采高2.2m，放顶煤厚度2.3m，采放比1：1.05。183 （四）回采工作面数目、工作制度、生产能力1、回采工作面数某地一号井移交生产，达到生产能力时布置一个综合机械化长壁回采工作面。某地二号井移交生产，达到生产能力时布置一个综合机械化放顶煤长壁回采工作面。2、回采工作面作业制度、年进度回采工作面实行三班作业，二班生产，一班检修准备，年工作300d，每循环进尺0.63m，某地一号井日循环12个，工作面正规循环系数0.9，工作面年推进度2041.2m。某地二号井日循环5个，考虑工作面为放顶煤，工作面正规循环系数0.7，工作面年推进度为756m。3、工作面生产能力工作面生产能力：（1）、某地一号井：Q＝m·L1·L2·γ·C＝1.35×160×2041.2×1.31×0.95＝548.7kt/a式中：Q采——回采产量，t/a；m——首采工作面煤层平均厚度，m；L1——工作面长度，m；183 L2——工作面年推进度，m；γ——煤的容重，1.31t/m3；C——工作面回采率，取95％。掘进煤按年产量10％计算，为54.9kt/a，某地一号井年产量：548.7＋54.9=603.6kt/a。（2）、某地二号井：Q＝m1·L1·L2·γ·C1＋m2·L1·L2·C2＝2.2×150×756×1.31×0.95＋2.3×150×756×1.31×0.7＝549.6kt/a式中：符号C1＝95％，C2＝0.70％m1——工作面采煤高度，m，m2——工作面放顶煤高度，m，其余符号同某地一号井。掘进煤按年产量的10％计算，为55.0kt/a，某地二号井年产量549.6＋55.0＝604.6kt/a。某地煤矿全年产量：603.6＋604.6＝1208.2kt/a＞1200kt/a，满足井型要求。五、巷道掘进、支护与井巷工程量（一）巷道断面尺寸和支护方式一号井和二号井均在井下各布置主要大巷有胶带运输大巷、辅助运输大巷和总回风大巷，三条大巷断面形状均为半圆拱形，其中胶带大巷净断面10.49m2，辅助运输大巷净断面12.45m2，回风大巷净断面10.49m2183 。三条大巷均采用锚喷支护。回风顺槽和胶带顺槽为矩形断面，净断面尺寸为：回风顺槽11.25m2，胶带顺槽9.0m2，支护形式为锚喷支护。（二）掘进设备某地一号井，因采区及工作面巷道大多数为半煤岩，故采用普掘设备，掘进方式为钻眼爆破法，每个掘进工作面设岩石电钻和煤电钻各两台，装岩设备为P-30B型耙斗装岩机，直接装入无轨胶轮车，经副井运出地面，支护采用锚喷，故每个掘进头装备一套锚喷设备。其中，大巷掘进工作面一个，装备一套普掘设备和一套锚喷设备。顺槽掘进工作面两个，各为一组，装备两套普掘设备和两套锚喷设备。矿井采掘比为1：3，矸石率预计为30～40％。某地二号井，因6号煤层较厚，大巷和首采工作面布置在6号煤层，大巷掘进工作面一个，配一套综掘设备，掘进机为EBJ-65/18，胶带转载机为Q2P-160A型，皮带运输机为SST800/2×40，支护装备一套锚喷设备。顺槽掘进工作面和回风大巷设在5-2号煤层，掘进工作面二个，其中顺槽掘进工作面为一组，回风大巷掘进工作面为一组，配备两套普掘设备和两套锚喷设备。矿井采掘比为1：3，矸石率预计为20％。（三）井巷工程量某地矿井一号井移交生产时，井巷工程总量为8578.6m，掘进总体积为105408.3m3，其中硐室体积为4980m3，井巷万吨掘进率143m。井巷工程量见表4-4-3。表4-4-3井巷工程量汇总表项目名称长度/m掘进体积/m3备注183 序号半煤岩岩计半煤岩岩计1井筒555.2555.23138.13749.76887.82井底车场及硐室2532537481.510008481.53主要运输巷4491.14491.154760.354760.34采区3159.33159.334155.234155.25其他120120751.1372.41123.5合计8023.4555.28578.6100286.25122.1105408..3某地矿井二号井移交生产时，井巷工程总量为5909.3m，掘进总体积为74779.3m3，其中硐室体积为4580m3，井巷万吨掘进率98.5m。井巷工程量见表4-4-4。表4-4-4井巷工程量汇总表序号项目名称长度/m掘进体积/m3备注半煤岩煤岩计半煤岩煤岩计1井筒668.2668.23293.96124.49418.32井底车场及硐室1501504351.617506101.63主要运输巷8811212209310696.215277.225973.44采区362250428663069.328714.631783.95其他132.1132.11502.11502.1合计1375.13866668.25909.318561.548343.47874.474779.3第五节井下运输一、运输方式选择（一）煤炭运输183 某地煤矿机械化程度要求高，产量较大，为了减少运输环节，简化井下运输系统，实现煤炭连续运输，设计井下均采用胶带输送机运煤。采用胶带运输机运输的理由如下：1、矿井开拓巷道呈直线型布置，首采区首采工作面紧靠主井井底布置，采用胶带输送机运输，可以充分发挥其效益，而且对矿井早达产和稳定生产都非常有利。2、胶带运输对巷道坡度适应性强、运输能力大，增产潜力大，环节少，系统简单，用人少，生产经营费用低，便于集中管理和监控。3、井下大巷主运输采用胶带输送机运输，不但可与主井胶带提升相适应，而且可实现自回采工作面至地面胶带运输一条龙连续运输，这对于矿井实现高效益、高效率生产和现代化管理都十分有利。为此，大巷煤炭运输方式选用胶带输送机。某地一号井胶带运输大巷选用一条带宽1000mm、运量Q=630t/h、N=250kW的胶带运输机，满足一号井井下煤炭运输任务。某地二号井胶带运输大巷选用一条带宽1000mm、运量Q=500t/h、N=110kW的胶带运输机，满足二号井井下煤炭运输任务。（二）辅助运输目前井下辅助运输方式主要有两种：一种为轨道运输，一种为无轨胶轮车运输。各自运输方式的优缺点比较如下：1、无轨胶轮车辅助运输优点：（1）、运输方式单一，无需辅助设备牵引，可一次运输到位，减少运输过程的转换；183 （2）、可在起伏不平的巷道中自由行驶，且转弯半径小，机动灵活；（3）、运料容器采用插装式，可方便快速更换运输品种不限，可实现一机多用；（4）、井下巷道辅助工作人员少，可减少井下工作人员数量，符合当前限制井下人员的大趋势。缺点：（1）、无轨车辆车体较宽，行驶中安全间隙较有轨车辆大，巷道相对宽度要求大。（2）、需设错车巷、错车硐室和存放、维修等硐室，故井巷工程量增大。（3）、无轨胶轮车行车受坡度限制，斜井，上下山坡度不宜太大，故倾斜巷道距离较长。2、有轨辅助运输优点：1、车辆沿固定线路行驶，可靠性高，易于牵引式、提运。2、巷道断面较无轨胶车巷道断面小。3、有轨运输适用于各种巷道坡度变化。缺点：1、必须设专用车场，车场设计较复杂。2、运输过程转换环节多，需较多辅助人员操控，辅助人员必须有专业技术上岗证操作，运输不连续。3、大巷采用电机牵引运输时，对巷道坡度要求严格，不能随煤层底板上下起伏。183 4、在上、下山必须专设防跑车机构和运输过程中的信号通讯设备，管理相应复杂。综上所述，通过技术比较，结合当地提升运输习惯和管理能力，辅助运输设计选用无轨胶车运输。（三）矿井车辆配备及数量根据矿井的生产能力、运输能力，对井下井上各用车点进行排列计算后确定无轨胶轮车的需用数量，然后加上5％备用量进行合计后，某地煤矿一号井和二号井共需各种柴油无轨胶轮车规格、型号及数量如下表。表4-5-1各种柴油无轨胶轮车序号机车类型型号自重kg外型尺寸最大载重量数量1轻型车WCQ-3C20005000×1700×20003t202TY3061FB自卸车MWMB916-435805740×2076×21002.5t303DZY-16支架运输车X6105B100008600×2790×146316t4表4-5-2其它运输车辆序号类型型号面积载重轨距数量用途11t固定矿车MG1.1-6A1.1m31t60010清理水仓第六节矿井通风一、概况183 某地矿井为新建矿井，暂没有实测的瓦斯涌出量资料。根据相邻煤矿某某公司集团东圪堵煤矿矿井瓦斯等级鉴定和二氧化碳测定结果报告表，矿井总回风巷相对瓦斯涌出量为0.62m3/t，二氧化碳相对涌出量为4.16m3/t；回采工作面瓦斯相对涌出量为0.36m3/t，二氧化碳相对涌出量为2.79m3/t。本次设计暂按低瓦斯矿井设计。根据内蒙古平庄煤业（集团）有限责任公司技术监督处鉴定资料，某地煤矿煤层自燃等级为Ⅰ级，属容易自燃煤层。根据《内蒙古自治区东胜煤田某地井田煤炭资源详查报告》，某地煤矿井田内煤尘具有爆炸性，因此在生产过程中应采取措施降低煤尘。地温属正常区。二、通风方式及通风系统1、一号井通风方式及通风系统依据井田开拓部署及煤层赋存条件，确定矿井采用中央并列式通风系统，主、副斜井进风，中央回风斜井回风。主、副斜井井口位于矿井工业场地内，中央回风斜井井口位于主斜井井口西北侧701米半山梁处。一号井主、副斜井和中央回风斜井服务井田内一采区和二采区，服务年限为24a。矿井采用机械抽出式通风方式。2、二号井通风方式及通风系统依据井田开拓部署及煤层赋存条件，确定矿井采用中央并列式通风系统，主、副斜井进风，中央回风斜井回风。主、副斜井井口位于矿井工业场地内，初期回风斜井井口位于主斜井井口西北侧283米山梁处。二号井主、副斜井服务井田内三采区和四采区，服务年限为22.8a，初期回风斜井服务井田内三采区，后期在赵家阳坡南760米井下开拓大巷东侧再布置一个回风斜井，形成中央分列式通风系统183 矿井采用机械抽出式通风方式。三、掘进通风及硐室通风1、一号井达到设计生产能力时，共配备3个掘进工作面，均采用独立通风，掘进工作面所需风量由局部通风机对其压入式供给。井下中央变电所、主排水泵房、调度室、等候室、消防材料库、井底煤仓上部胶带卸载硐室等硐室利用主扇风机负压通风。井下爆破材料发放硐室采用独立通风。2、一号井达到设计生产能力时，共配备3个掘进工作面，均采用独立通风，掘进工作面所需风量由局部通风机对其压入式供给。井下中央变电所、主排水泵房、调度室、等候室、消防材料库、井底煤仓上部胶带卸载硐室等硐室利用主扇风机负压通风。井下爆破材料发放硐室采用独立通风。四、矿井风量、风压及等积空计算一号井：1、矿井风量计算根据《煤矿安全规程》一百零三条，一号井需要的风量应按下列要求分别计算，并选取其中最大值：（1）按井下同时工作的最多人数计算,每人每分钟供给风量不得小于4m3。Q矿进=4×N×K矿通m3/min式中：N——井下同时工作的最多人数，61人；183 K矿通——矿井通风系数，取1.25。则Q矿进=4×61×1.25=305m3/min=5.08m3/s，取Q矿进=6m3/s。（2）按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需要风量的总和进行计算，各地点的实际需要风量，必须使该地点风流中瓦斯、二氧化碳、氢气和其他有害气体的浓度，风速、温度以及每人供风量符合《煤矿安全规程》有关规定。Q矿进=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q它）×K矿进m3/min式中：∑Q采——采煤工作面实际需要风量总和，m3/min；∑Q掘——掘进工作面实际需要风量总和，m3/min；∑Q硐——独立通风硐室实际需要风量总和，m3/min；∑Q其它——矿井除采煤、掘进和硐室地点外的其他井巷需要进行通风的风量总和，m3/min；K矿进——矿井通风系数，取1.25。①采煤工作面实际需求量计算以采煤工作面回风巷瓦斯浓度不超过1%为标准，且应低于最高风速4m/sQ采=100·q′回·K采通式中：K采通——采煤工作面瓦斯涌出不均匀的风量备用系数，取1.3；q′回——采煤工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；q′回=q回×600000×0.9÷300÷24÷60=3.5m3/min则Q采=100×3.5×1.3=465m3/min=7.75m3/s,取Q采=8m3/s183 通过计算比较，井下共布置一个普采工作面，则ΣQ采＝8m3/s。②∑Q掘的确定A、按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算Q掘=100×q掘×kd式中：Q掘——掘进工作面实际需风量，m3/min；q掘——掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；kd——掘进工作面瓦斯涌出不均衡备用系数，取2.0；按顺槽掘进断面及推进度计算q绝掘=B×M×L×r×q相掘÷24÷60式中：B——掘进工作面巷道宽度，m；M——掘进工作面煤层厚度，m；L——掘进工作面施工进度，m/d；r——煤的容重，t/m3；q绝掘=B×M×L×r×q相掘÷24÷60=4.5×1.55×6×1.30×2.79÷24÷60=0.11m3/min；Q掘=100×q绝掘×kd=100×0.11×2.0=22m3/min=0.37m3/s，取1m3/s。∑Q掘=1×3=3m3/s；B、按炸药消耗量计算：Q采＝25A式中：183 A――次放炮的最多炸药量；Q采＝25A＝25×2.5＝62.5m3/min=1.04m3/s取Q采=2m3/s；∑Q掘=2×3=6m3/s；C、按局部通风机的实际风量计算：Q掘=Qt×I×kt式中：Q掘——掘进工作面实际需要的风量，m3/min；Qt——掘进工作面实际使用局部通风机的实际风量，取120m3/min，即2.0m3/s；I——掘进工作面同时通风的局部通风机台数，取1台；kt——防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，取1.2。则180×1×1.2=216m3/min=4m3/s，取3m3/s；Q掘=4m3/s＞2.0m3/s∑Q掘=4×3=12m3/s；同以上计算取最大值∑Q掘=12m3/s。③∑Q硐的确定Q硐=4V÷60式中：Q硐——爆破材料硐室供风量，m3/min；4——爆破材料库总容积的倍数；V——爆破材料库总容积，m3；取1010m3；60——每小时分钟数；则Q硐=4V÷60=4×840÷60=67.3m3/min=1.12m3/s，取2m3/s。183 ④∑Q其它的确定大巷各联络巷风量需风量6m3/s；则Q矿进=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q它）×K矿进=（8＋4×3＋2＋6）×1.25=35m3/s取35m3/s上述两种方法计算结果取最大值，一号井需总风量为35m3/s。2、矿井风量分配回采工作面配风量：10m3/s；掘进工作面配风量：3×5m3/s；火药发放硐室配风量：3m3/s；其它巷道配风量：7m3/s；3、通风网络解算及阻力当风量分配到用风地点后，选择矿井达产时通风最容易和最困难的两个时期通风阻力最大的风路分别进行阻力计算，其计算公式如下：αLPQ2h=Σ—————s3式中：h——矿井阻力，mmH2O；α——井巷磨擦阻力系数，kg.s2/m4；L——井巷长度，m；P——井巷净断面周长，m；S——井巷净断面，m2；Q——通过井巷的风量，m3/s；183 由上式计算结果再加10%的局部阻力，即为矿井总阻力。一号井容易时期负压19.75mmH2O（193.54Pa）；一号井困难时期负压29.69mmH2O（291.01Pa）。4、等积孔计算结果及通风难易程度评价等积孔按下式计算：0.38QA=————h1/2式中：A——矿井等积孔，m2；Q——风量，m3/s；h——负压，mmH2O；0.38×35容易时期等积孔：A1=—————=3.0m219.751/20.38×35困难时期等积孔：A2=—————=2.4m229.691/2可见一号井通风容易时期难易属容易程度；通风困难时期难易属容易难易程度，即一号井通风容易时期和困难时期均属小阻力矿井。二号井：1、矿井风量计算根据《煤矿安全规程》一百零三条，二号井需要的风量应按下列要求分别计算，并选取其中最大值：183 （1）按井下同时工作的最多人数计算,每人每分钟供给风量不得小于4m3。Q矿进=4×N×K矿通m3/min式中：N——井下同时工作的最多人数，61人；K矿通——矿井通风系数，取1.25。则Q矿进=4×61×1.25=305m3/min=5.08m3/s，取Q矿进=6m3/s。（2）按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需要风量的总和进行计算，各地点的实际需要风量，必须使该地点风流中瓦斯、二氧化碳、氢气和其他有害气体的浓度，风速、温度以及每人供风量符合《煤矿安全规程》有关规定。Q矿进=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q它）×K矿进m3/min式中：∑Q采——采煤工作面实际需要风量总和，m3/min；∑Q掘——掘进工作面实际需要风量总和，m3/min；∑Q硐——独立通风硐室实际需要风量总和，m3/min；∑Q其它——矿井除采煤、掘进和硐室地点外的其他井巷需要进行通风的风量总和，m3/min；K矿进——矿井通风系数，取1.25。①采煤工作面实际需求量计算以采煤工作面回风巷瓦斯浓度不超过1%为标准，且应低于最高风速4m/sQ采=100·q′回·K采通式中：183 K采通——采煤工作面瓦斯涌出不均匀的风量备用系数，取1.6；q′回——采煤工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；q′回=q回×600000×0.9÷300÷24÷60=3.5m3/min则Q采=100×3.5×1.3=465m3/min=7.75m3/s,取Q采=8m3/s通过计算比较，井下共布置一个普采工作面，则ΣQ采＝8m3/s。②∑Q掘的确定A、按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算Q掘=100×q掘×kd式中：Q掘——掘进工作面实际需风量，m3/min；q掘——掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；kd——掘进工作面瓦斯涌出不均衡备用系数，取2.0；按顺槽掘进断面及推进度计算q绝掘=B×M×L×r×q相掘÷24÷60式中：B——掘进工作面巷道宽度，m；M——掘进工作面煤层厚度，m；L——掘进工作面施工进度，m/d；r——煤的容重，t/m3；q绝掘=B×M×L×r×q相掘÷24÷60=4.5×1.55×6×1.30×2.79÷24÷60=0.11m3/min；Q掘=100×q绝掘×kd=100×0.11×2.0=22m3/min=0.37m3/s，取1m3/s。183 ∑Q掘=1×3=3m3/s；B、按炸药消耗量计算：Q采＝25A式中：A一次放炮的最多炸药量；Q采＝25A＝25×2.5＝62.5m3/min=1.04m3/s取Q采=2m3/s；∑Q掘=2×3=6m3/s；C、按局部通风机的实际风量计算：Q掘=Qt×I×kt式中：Q掘——掘进工作面实际需要的风量，m3/min；Qt——掘进工作面实际使用局部通风机的实际风量，取120m3/min，即2.0m3/s；I——掘进工作面同时通风的局部通风机台数，取1台；kt——防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，取1.2。则180×1×1.2=216m3/min=4m3/s，取4m3/s；Q掘=4m3/s＞2.0m3/s∑Q掘=4×3=12m3/s；同以上计算取最大值∑Q掘=12m3/s。③∑Q硐的确定Q硐=4V÷60式中：Q硐——爆破材料硐室供风量，m3/min；4——爆破材料库总容积的倍数；183 V——爆破材料库总容积，m3；取1010m3；60——每小时分钟数；则Q硐=4V÷60=4×840÷60=67.3m3/min=1.12m3/s，取2m3/s。④∑Q其它的确定大巷各联络巷风量需风量5m3/s；则Q矿进=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q它）×K矿进=（8＋4×3＋2＋6）×1.25=35m3/s取35m3/s上述两种方法计算结果取最大值，二号井需总风量为35m3/s。2、矿井风量分配回采工作面配风量：10m3/s；掘进工作面配风量：5×3m3/s；火药发放硐室配风量：3m3/s；其他联络巷配风量：7m3/s；3、通风网络解算及阻力当风量分配到用风地点后，选择二号井达产时通风最容易和最困难的两个时期通风阻力最大的风路分别进行阻力计算，其计算公式如下：αLPQ2h=Σ————s3式中：h——矿井阻力，mmH2O；α——井巷磨擦阻力系数，kg.s2/m4；L——井巷长度，m；183 P——井巷净断面周长，m；S——井巷净断面，m2；Q——通过井巷的风量，m3/s；由上式计算结果再加10%的局部阻力，即为矿井总阻力。二号井容易时期负压8.58mmH2O（84.10Pa）；二号井困难时期负压69.41mmH2O（680.24Pa）。4、等积孔计算结果及通风难易程度评价等积孔按下式计算：0.38QA=————h1/2式中：A——矿井等积孔，m2；Q——风量，m3/s；h——负压，mmH2O；0.38×35容易时期等积孔：A1=—————=4.5m28.581/20.38×35困难时期等积孔：A2=—————=1.60m269.411/2可见二号井通风容易时期难易属容易程度；通风困难时期难易属中等难易程度。即二号井通风容易时期属小阻力矿井，困难时期属中等阻力矿井。五、通风设施、防止漏风和降低风阻的措施1、矿井通风主要设施183 ①主要进、回风巷道之间的联络巷中设置双道风门，以免风流短路。②沿煤层布置的进、回风巷道，在其立交处设置风桥。③在独立通风硐室的回风道中和进、回风巷道尽头的联络巷中，安设调节风门，以控制通风风量。④在主要风巷中，均建立测风站，以便正确测定风量。2、防止漏风和降低风阻的措施①回风斜井风硐、风道等地面建筑需严实，经常检修，以防漏风。②各进、回风联络巷中的风门、风帘、调节风门及风桥等通风设施要经常维护，保持完好，经常检查风门的关闭情况。③尽量减小局部阻力，开掘巷道时积极采用光爆锚喷技术，主要进、回风巷道中不要长期堆放物料和存放车辆。第五章矿井主要设备第一节提升设备183 一、主斜井提升本矿井年产量1.2Mt/a，设一号主斜井和二号主斜井，分别担负矿井的原煤提升任务。一号井和二号井的年生产能力均为0.6Mt/a。小时运量为Q=。一号主斜井的技术参数为：带宽B＝800mm机长L＝415m倾角α＝0°～12°带速V＝2m/s选型结果：电动机：Y280S-4一台，功率N＝75kW减速器：ZSYNZ280-25，一台偶合器：YOXⅡZ450，一台制动器：YWZ5-315自动液压拉紧装置ZLY-01型一台胶带：整体带芯阻燃输送带PVG，带强ST=680N/mm二号主斜井的技术参数为：带宽B＝800mm机长L＝124m倾角α＝15°带速V＝2m/s选型结果：183 电动机：Y250M-4，功率N＝55kW，一台减速器：ZSYNZ250-25，一台偶合器：YOXⅡZ450，一台制动器：YWZ5-315胶带：尼龙带NN-150，阻燃抗静电一、二号主斜井井底煤仓下均设置K－3往复式给煤机，用以胶带输送机装载。第二节通风设备一、一号井通风设备1、设计依据矿井风量：35m3/s矿井负压：容易时期：193.54Pa困难时期：291.01Pa2、设备选型（1）、确定通风机所必需的风量和负压通风机风量：Q＝KLQK＝1.05×35＝36.75m³/s式中：KL——漏风系数。KL＝1.05通风机需要的风压：容易时期：Hsmin＝hmin+Δh+hZ＝193.54+147+0＝340.54Pa困难时期：Hsmax＝hmax+Δh+hZ＝291.01+147+0＝438.01Pa183 式中：Δh——通风设备的阻力损失。Δh＝147PahZ——矿井自然风压。Δh≈0Pa（2）、选择通风机选用BK40-6-№16型矿用防爆轴流式通风机两台，风机配套电动机为YBFe225M-6，380V30kW。两台通风机一台工作，一台备用。反风方式采用通风机反转反风。（3）、通风机的工况点确定通风通风机的工况点参数：容易时期：Q1＝38.4m3/sH1＝371.59Paη1＝0.77α1＝23°困难时期：Q2＝37.4m3/sH2＝453.2Paη2＝0.81α2＝23°（4）、电动机功率计算QH电动机功率：N＝K——————1000ηsηc式中：ηc——传动效率；取ηc＝0.98。K——电动机富裕系数；取K＝1.1。183 容易时期：N1＝20.8kW困难时期：N2＝23.49kW风机配套电动机满足要求。每台风机入口前配带手动蝶形阀门，蝶形阀门与风机集流器间设置一段连接风筒，在连接风筒上开设旁路风门，蝶形阀门与旁路风门联合工作，用以形成正常通风，事故反风，一台风机工作另一台风机试运转所必须的风路。连接风筒上开设测压孔，并装设静压测量探头。设置风机在线监测装置，用以实时监测风机轴承温度及定子绕组温度，风机入口风量、风压等参数。3、配电控制通风机配电室两回380V电源引自矿井工业场地10/0.4kV变电所两段380V母线不同母线段。（二）、二号井通风设备1、设计依据矿井风量：35m3/s矿井负压：容易时期：84.10Pa困难时期：680.24Pa2、设备选型（1）、确定通风机所必需的风量和负压通风机风量：Q＝KLQK＝1.05×35＝36.75m³/s式中：KL——漏风系数。KL＝1.05183 通风机需要的风压：容易时期：Hsmin＝hmin+Δh+hZ＝84.10+98+0＝182.1Pa困难时期：Hsmax＝hmax+Δh+hZ＝680.24+98+0＝778.24Pa式中：Δh——通风设备的阻力损失。Δh＝98PahZ——矿井自然风压。Δh≈0Pa（2）、选择通风机选用BK54-6-№17型矿用防爆轴流式通风机两台，风机配套电动机为YBFe280M-6，380V55kW。两台通风机一台工作，一台备用。反风方式采用通风机反转反风。（3）、通风机的工况点确定通风通风机的工况点参数：容易时期：Q1＝37.8m3/sH1＝210Paη1＝0.54α1＝30°困难时期：Q2＝37.8m3/sH2＝828.7Paη2＝0.78α2＝36°（4）、电动机功率计算QH电动机功率：N＝K——————1000ηsηc183 式中：ηc——传动效率；取ηc＝0.98。K——电动机富裕系数；取K＝1.1。容易时期：N1＝16.17kW困难时期：N2＝44.18kW风机配套电动机满足要求。每台风机入口前配带手动蝶形阀门，蝶形阀门与风机集流器间设置一段连接风筒，在连接风筒上开设旁路风门，蝶形阀门与旁路风门联合工作，用以形成正常通风，事故反风，一台风机工作另一台风机试运转所必须的风路。连接风筒上开设测压孔，并装设静压测量探头。设置风机在线监测装置，用以实时监测风机轴承温度及定子绕组温度，风机入口风量、风压等参数。3、配电控制通风机配电室两回380V电源引自矿井工业场地10/0.4kV变电所两段380V母线不同母线段。第三节排水设备一、一号井中央水泵房排水设备矿井井下中央水泵房设于副斜井井底，沿副斜井井筒敷设两趟排水管路，井下水沿副斜井直接排至地面工业场地井下水处理站。1、设计依据矿井正常涌水量53m3/h183 矿井最大涌水量90m3/h副斜井井筒垂深9m副斜井井筒斜长137.2m2、设备选型计算（1）、水泵选型计算水泵所必须的排水能力正常涌水量QB′＝＝63.3m3/h最大涌水量QBmax′＝＝108m3/h水泵扬程估算Hj＝K(HJ＋5.5)＝1.35×（9+5＋5.5）＝26.3m根据排水要求选用MD85-45×2型离心水泵3台，一台工作，正常涌水时，一台备用，一台检修。（2）、吸、排水管路选择排水管选用φ133×4无缝钢管；沿副斜井敷设两趟排水管路，正常涌水时，一趟工作，一趟备用。（3）、水泵运行工况点参数：水泵运行工况点：初期Q1＝98.9m3/h后期Q2＝89m3/hH1＝77.8mH2＝85mη1＝0.685η2＝0.70（4）、水泵排水能力183 初期正常涌水量时，一台水泵运行，排水时间12.9h；最大涌水量时，两台水泵运行，排水时间10.92h。后期正常涌水量时，一台水泵运行，排水时间均为14.29h；最大涌水量时，两台水泵运行，排水时间12.13h。正常涌水时一台水泵工作，一台备用，一台检修；两趟排水管路一趟工作，一趟备用。最大涌水时两台水泵工作，一台备用；两趟排水管路同时工作。（5）、电动机选择计算电动机计算功率：初期：N1＝35.33kW后期：N2＝33.99kW选用YB系列隔爆电动机，电动机技术参数如下：额定电压660V，额定功率45kW，额定转速2950r/min。3、配电控制中央水泵房三台水泵电动机660V电源，由中央变电所直供，并直接控制起停。水泵房与中央变电所之间装设联络信号。二、二号井中央水泵房排水设备矿井井下中央水泵房设于副斜井井底，沿副斜井井筒敷设两趟排水管路，井下水沿副斜井直接排至地面工业场地井下水处理站。1、设计依据矿井正常涌水量53m3/h矿井最大涌水量90m3/h副斜井井筒垂深18m副斜井井筒斜长240.0m183 2、设备选型计算（1）、水泵选型计算水泵所必须的排水能力正常涌水量QB′＝＝63.3m3/h最大涌水量QBmax′＝＝108m3/h水泵扬程估算Hj＝K(HJ＋5.5)＝1.35×（18＋5.5）＝31.73m根据排水要求选用MD85--45×2型离心水泵3台，一台工作，正常涌水时，一台备用，一台检修。（2）、吸、排水管路选择排水管选用φ133×4无缝钢管；沿副斜井敷设两趟排水管路，正常涌水时，一趟工作，一趟备用。（3）、水泵运行工况点参数：水泵运行工况点：初期Q1＝96.1m3/h后期Q2＝81.7m3/hH1＝80.2mH2＝91.6mη1＝0.69η2＝0.701（4）、水泵排水能力初期正常涌水量时，一台水泵运行，排水时间13.2h；最大涌水量时，两台水泵运行，排水时间11.2h。后期正常涌水量时，一台水泵运行，排水时间15.6h；最大涌水量时，两台水泵运行，排水时间13.2h183 。正常涌水时一台水泵工作，一台备用，一台检修；两趟排水管路一趟工作，一趟备用。最大涌水时两台水泵工作，一台备用；两趟排水管路同时工作。（5）、电动机选择计算电动机计算功率：初期：N1＝35.1kW后期：N2＝34.3kW选用YB系列隔爆电动机，电动机技术参数如下：额定电压660V，额定功率45kW,额定转速2950r/min。3、配电控制中央水泵房三台水泵电动机660V电源，由中央变电所直供，并直接控制起停。水泵房与中央变电所之间装设联络信号。第四节　压缩空气设备一、一号井压缩空气设备矿井地面无风动工具，在井下耗风设备有两处：1、大巷掘进时风动工具有单体锚杆钻机一台，耗风量3m3/min；混凝土喷射机一台，耗风量5～8m3/min；气腿式凿岩机两台，每台耗风量2.8m3/min，风镐一台，耗风量1.2m3/min。2、顺槽掘进时风动工具有单体锚杆钻机一台，耗风量3m3/min；混凝土喷射机一台，耗风量5～8m3/min；气腿式凿岩机两台，每台耗风量2.8m3/min，风镐一台，耗风量1.2m3/min。根据矿井风动工具的配置情况，对井下设移动空压机及地面集中设空压机进行方案比较见表5-4-1。183 表5-4-1方案比较表方案一方案二空压机型号SM455ASA-132A数量4台3台设备投资48.4万元153万元管路规格φ57×35φ159×45投资5800元250万元土建面积无60m2体积无240m3投资无5万元电动机功率55×7132×3电耗726kkw·h348.5kkw·h总投资70万元408万元优缺点减少由于管路泄漏而产生的气体损失，投资少移动灵活，操作方便安全可靠。年耗电量低，但投资费用高，使用不灵活。通过上述分析，选用方案一。SM455A移动空压机主要技术参数：额定排气量10.3m3/min，额定排气压力0.7MPa，驱动电动机YB系列，660V，55kW。移动空压机供电电源引自掘进工作面线网。二、二号井压缩空气设备矿井地面无风动工具，在井下耗风设备有两处：1、大巷掘进时压风设备有单体锚杆钻机一台，耗风量3m3/min；混凝土喷射机一台，耗风量5～8m3/min。2、顺槽掘进时压风设备有单体锚杆钻机一台，耗风量3m3/min；混凝土喷射机一台，耗风量5～8m3/min；气腿式凿岩机两台，每台耗风量2.8m3/min，风镐一台，耗风量1.2m3/min。根据矿井风动工具的配置情况，进行方案比选。183 表5-4-2方案比较表方案一方案二空压机型号SM455ASA-132A数量4台3台设备投资48.4万元153万元管路规格φ57×35φ159×45投资5800元250万元土建面积无60m2体积无240m3投资无5万元电动机功率55×7132×3电耗726kkw·h348.5kkw·h总投资70万元408万元优缺点减少由于管路泄漏而产生的气体损失，投资少移动灵活，操作方便安全可靠。年耗电量低，但投资费用高，使用不灵活。通过上述分析，选用方案一。SM455A移动空压机主要技术参数：额定排气量10.3m3/min，额定排气压力0.7MPa，驱动电动机YB系列，660V，55kW。移动空压机供电电源引自掘进工作面线网。第六章地面设施第一节地面生产系统一、煤质、用途及产品183 （一）煤的物理性质、化学性质及工艺性能详见第一章第三节。（二）煤质评价及工业用途1、煤质评价（1）本井田煤变质程度较低，为低变质的烟煤Ⅰ阶段。煤种以不粘煤31为主，局部地段有少量孤立分布的长焰煤41。（2）煤质为特低灰、特低硫、低磷煤。组成元素以碳氧为主，变化小。（3）稀散元素低于工业品位，有害成分易于选除。（4）煤岩组分以镜质和丝质为主。（5）煤的发热量高，气化性能好。（6）煤普遍含油，无工业利用价值。（7）煤灰为硅质灰分，熔点低。（8）煤层煤尘有爆炸性。（9）可采煤层受风化作用甚小，煤中矿物易于选除。2、工业用途评价（1）动力用煤煤具高发热量和特低灰、特低硫、低磷、易磨等特点，是优质的动力用煤。（2）气化用煤煤的化学反应性、热稳定性较好，粘结性差，是良好的工业气化用煤。不足之处是煤灰结渣性强、熔点低。（3）低温干馏用煤183 煤普遍含油，热稳定性较好，可以用来生产低温焦油，同时生产的半焦和焦炉煤气具有综合利用价值，如合成橡胶、纤维和氨等。此外，在当前的经济技术条件下，在煤炭开发时应注重综合利用，如制作水煤浆、加氢液化、炼制铁合金焦、制取活性炭等建材、塑料、化肥、药品和化纤工业方面的应用。（三）煤的产品本矿井产品不筛选不分级，原煤外销。二、地面生产系统（一）主井生产系统主井地面生产系统分为一号井主井生产系统和二号井主井生产系统。两个井口产量均为0.6Mt/a。一、二号井主井生产系统的地面设施及生产工艺过程基本一样。一号井地面设施包括井口房、转载胶带走廊、转载站、上仓胶带输送机走廊以及筒仓一座。二号井地面设施有井口房、上仓胶带机走廊及筒仓一座。生产工艺过程为：一号井主井将原煤提升至地面后，经转载胶带输送机拉至转载站，再到上仓胶带输送机。二号井主井将原煤提升至地面后直接到上仓带式输送机，各上仓带式输送机经电动卸料车将原煤卸入φ18m的圆筒仓内。仓下设两个电动装车闸门用于将煤装入汽车。圆筒仓容量为4.5kt，可存入2.3天的产量煤。根据矿井年产量及主井胶带输送机的提升量，确定上仓带式输送机的运量为Q＝172t/h。一号井和二号井带式输送机的技术参数分述如下：一号井转载带式输送机：带宽B＝800mm，运量Q＝172183 t/h，带速V=1.6m/s，机长L=42m，α=16.5°，选用电动机Y180L-4一台，N=22kW，减速器ZQ65。一号井上仓带式输送机：带宽B=800mm，运量Q=172t/h，带速V=2m/s，机长L=130m，倾角α=15°30′，选用电动机Y280M-4，功率N=55kW。减速器ZSY280-31.5。二号井上仓带式输送机：带宽B=800mm，运量Q=172t/h，带速V=2m/s，机长L=182m，倾角α=12.5°，选用电动机Y280S-4，功率N=75kW。减速器ZSYNZ315-31.5。仓上用电动卸料车将煤卸入筒仓，仓下各设两台电动装车闸门将煤装入汽车，电子汽车衡计量后公路外运。筒仓仓满后，上仓带式输送机中部的卸料器可将煤卸在地面储煤场。地面储煤场原煤用装载机装入汽车，计量后公路外运。（二）副井生产系统副井采用矿用胶轮车直接上、下井担负矿井的材料、设备、人员、矸石等的辅助运输任务。副井生产系统无井口设施及设备。（三）矸石系统矿井矸石量一号井及二号井共计80kt/a，用胶轮车由副井拉出后到附近荒沟排弃。矸石填沟后要分层压实，并覆盖黄土，绿化造林，达到环保要求。（四）辅助设施1、机电维修车间183 机电维修车间担负矿井的日常中小维修和维护任务，机电设备的大、中修理依靠社会协作完成。机电维修车间为机械加工、电修、锻造、铆焊、矿车修理、金属支架修理的联合建筑。厂房面积为60×15=900m2。机电维修车间配备的主要设备有：金属切削机床6台、锻压机械5台、电焊机5台、矿车修理专用设备3台，3t电动单梁起重机一台。机电维修车间设备及厂房面积按900t/a配套，厂址暂设在一号井广场。2、坑木加工房坑木加工房担负矿井所需坑木及型材的加工任务。配备木工圆锯机、木工带锯机、万能刃磨机、锯条辊压机、自动带锯磨锯机各一台。厂房面积为21×9=189m2。坑木加工房暂列入一号井概算，设于一号井工业广场。采用矿井900kt/a坑木加工房的指标。第二节地面运输一、概况井田基本情况、设计依据及设计基础资料详见前面章节，本处从略。为满足地面设计要求，设计主要依据为地质报告中的1∶1万地形地质图及场地总平面布置。二、运量、运向及运输方式183 矿井设计生产能力2×450kt／a，原煤外销，掘进矸石由无轨胶轮车就近排至临时排矸场。结合场内外自然地形条件及现有路网布局与运力，矿井煤炭外运采用公路方式，一号井进场公路在场地东北侧约1.5km、二号井在场地西南侧约2.0km分别接入现有路网，路面等级及路况良好，场地地面对外交通条件优越。煤炭运输车辆配备、检修及人员配置、管理由地方企业协作，不计入矿井投资。三、进场公路进场公路担负场地产品、材料、设备、人员等的进出场。公路路面宽度7.0m，路基宽度9.0m。硬化路肩宽度1.0m，线路按厂外三级公路（山岭微丘区）标准设计，线路最小平曲线半径30m，计算行车速度30km／h，最大纵坡8％，设计荷载：汽车－超20级、挂车－120；采用6cm厚细粒式沥青混凝土高级面层。一号井路面铺装面积14000m2，长度2.0km；二号井路面铺装面积10500m2，长度1.5km。1.5m盖板箱涵总长30m。第三节工业场地总平面布置一、工业场地总平面布置1、工业场地场址方案比选井田基本情况及设计基础资料、设计依据详见前面章节所述，本处从略。根据井田内煤炭资源赋存情况、业主对企业发展的总体设想，结合矿方现有的生产设施，矿井场址选择考虑以下因素：(1)、井田开拓布置总体合理，少压资源，地面设施考虑互用，方便矿井生产及运营、管理。(2)、场址自然地形、工程地质、水文地质条件满足中型矿井建设要求，并有一定面积的发展余地。183 (3)、场地现有对外交通条件及当地协作条件满足设计要求。(4)、可靠的供水、供电及施工的建筑材料供应条件。(5)、周围居位区、村镇及企业与场址的位置关系满足要求，要保证场地有良好的环保卫生条件，有较好的三废处理场地。(6)、工业用地避免占用基本农田，并能与当地达成用地协议。综合考虑以上因素，根据现场踏勘，厂址方案选择具有唯一性，一号井场地选在井田西北部，二号井选在井田西南部。该场址的优点是：自然地势在井田范围内相对开阔；有方便的供水、供电、用地及对外交通条件；井上下及地面设施联系紧密，有利于井田总体开拓布置及地面总布置。2、工业场地地面设计方案本着有利于井田开拓，地面设施布置整体协调的原则，最大限度地利用场址范围内的土地资源，初步确定场地布置格局。两处工业场地均位于自然冲沟内。一号井场地自然地势相对狭窄，沟势由南向北；二号井场地自然地势相对开阔，沟势由北向南。总体来看，两处场地自然地形条件一般，需要较小的场地平整工程量、较小的防洪工程量；进场公路条件较好；排矸、供水、供电及购地条件优越。结合场地环保卫生、自然通风、自然采光、日照等条件及内外运输联系、场地预留发展用地的要求，场地范围内分别布置主要生产区；辅助生产区；行政、福利区。183 场地布置方案比选：两处场地主、副井井口位置及相对关系能较好地满足井田开拓布置要求、减少开拓工程量、与自然地形条件结合紧密；将共用的机修车间及坑木加工房布置在二号井场地。消防材料库及空气加热室靠近副斜井布置，动力设施变电所及锅炉房考虑其负荷范围，基本按照生产联系的紧密程度以一线型方式布置，平面布置相对紧凑。两处场地井口位置确定后，经过业主在现场放线，与设计院获得一致意见，提供的1∶500数字化地形图测图范围均小，二号井利用地形地质图复制，精度较差，故两处工业场地、风井场地在下一步设计前应补测地形。3、工业场地总平面布置原则(1)、综合协调井下开拓与地面生产系统、提升系统及运输系统的整体合理性，满足生产要求，工艺流程合理，并注意适应当地区域经济规划；(2)、充分利用场地地形、工程及水文地质条件，因地制宜合理布置，在满足工艺流程、生产联系、装卸作业、场地防洪排涝及场地稳定性的前提下，总体减少建筑物基础处理工程量及场地平整、支护工程量；(3)、重视节约用地，建、构筑物布置力求分区明确、紧凑合理、整齐美观，兼顾动力设施的负荷距离，以减少室外管网敷设及运输线路长度，适当考虑场地预留发展用地；(4)、适应内外运输，线路短捷顺直，满足车辆运转与室外操作、露天堆放的要求，并兼顾场地消防要求；(5)、平面布置与竖向设计统筹考虑，符合现行的煤矿安全规程及设计规范、规程之规定，满足场地防洪及场内排雨水要求，注意场地范围内永久工程边坡的稳定性；(6)、了解风象、朝向，尽可能地减少环境污染，满足建筑物之间防火、防爆、防振及防噪、防尘的间距要求，满足建筑物自然通风、日照、采光、室外管网敷设及室外景观设置的要求；183 (7)、注重场地绿化、美化及硬化设计，杜绝场地范围内水土流失现象，塑造现代企业形象。4、场地轴向方位、出入口及场内通道根据场地地形、地貌及进场公路的布置要求，场地轴向方位正南。场地内建、构筑物布置力求整齐美观，满足现行安全规程及设计规范要求的间距，满足场内外运输及管网敷设、绿化占地要求。一号井场地设人流、货流两个混合出入口，场内主通道宽度15m；二号井场地设人流、货流一个混合出入口，场内主通道宽度20m。5、场地功能分区根据建、构筑物性质及使用要求、生产联系紧密程度将场地分为三个功能分区：即主要生产区，辅助生产区和行政福利区。主要生产区包括：主斜井井口、井口房；空气加热室；装车仓；带式输送机栈桥；储煤场；煤车回转场地；地磅房。辅助生产区，包括：副斜井井口；空气加热室；机修车间、坑木加工房（二号井场地）；材料库及材料棚；消防材料库及岩粉库；油脂库；清水池及加压泵房；井下水处理站；锅炉房；生活污水处理站；变电所；汽车库。行政、福利区位于包括：综合服务楼；职工食堂；单身公寓。6、地面设施主要工程量及场地主要技术经济指标工业场地平面布置详见附图《工业场地总平面布置图》(K1024-447·1-01)及(K1024-447·2-01)。见表6-3-1。表6-3-1工业场地占地面积及技术经济指标表序号项目名称单位一号井二号井1工业场地占地面积ha3.64.7183 2矿井场地围墙内占地面积ha3.04.03场地内建、构筑物占地面积m2393052704一般加固场地铺装面积m2500060005铺砌场地铺装面积m2200032006场内道路铺装面积m2290036007绿化占地面积m2600080008边坡及管网占地面积m2120020009建、构筑物占地系数％13.113.210绿化占地系数％20.020.011地面硬化占地率％33.032.012场地利用系数％70.170.27、竖向设计及场内排水在满足总平面布置原则的前提下，场地平面布置与竖向设计统筹考虑。在满足场地内外运输要求、室外操作及场地稳定性要求；满足工艺流程、生产联系、装卸作业、场地防洪排涝及场地稳定性的前提下，总体减少建筑物基础处理工程量及场地平整、支护工程量。结合场地自然地形、地势及可供利用的面积，场地采用平坡式竖向设计方法，设计平场坡度大于0.5％，地表降水漫流汇入排洪涵洞，排出场地。场地排雨水条件优越，不存在内涝之患。一号井场地平整工程量：挖方4.0×104m3，填方2.5×104m3；二号井场地平整工程量：挖方6.0×104m3，填方4.0×104m3。土方平衡运距100m，挖方多余部分运至临时排矸场，弃土平均运距200m。183 场地最大挖方高度18.0m，挖方坡比1:0.75，局部采用浆砌片石圬工护坡护面；场地最大填方高度5.0m，分层碾压密实，距设计标高1.0m范围内密实度大于93％。8、场内运输场内有汽车、无轨胶轮车及带式输送机三种运输方式。场内道路及铺砌场地采用6cm厚细粒式沥青混凝土高级面层、一般加固场地采用20cm厚泥结碎砾石面层加固，路面宽度分别为7.0m及4.0m。一号井路面铺装总长度500m；二号井路面铺装总长度600m。一号井硬化场地铺装面积7000m2；二号井硬化场地铺装面积9200m2路面内缘最小平曲线半径12.0m，最大路面纵坡8％，设计荷载等级：汽车－超20级。一号井场内道路线密度167m/ha；二号井场内道路线密度150m/ha。带式输送机担负原煤出井、堆存任务，无轨胶轮车担负场地辅助运输及掘进矸石外排。9、场地绿化为了加强企业精神文明建设，改善职工工作环境，提高劳动生产率，满足环保要求，对场前区、道路两侧以及噪音及煤尘污染源附近进行绿化足够的布置。大门入口处两侧进行大量的绿化布置，可种植一些观赏性树种，如雪松、龙柏等；场内道路两侧种植行道树，满足美观、降尘、防噪等要求；空闲地段及建筑物外墙见缝插针、或种植爬藤类植物；其余地段考虑种植抗污力较强、具有针对性，当地有栽种经验、多年生的植物。场地绿化占地系数为20.0%，绿化占地总面积为14000m2。二、风井及其它场地布置一号井回风斜井183 井口位于矿井工业场地西北侧约700m处，靠近正在修建的矿区公路西侧，场地单独设置；二号井回风斜井井口位于矿井工业场地西北侧约280m处，与矿井场地联合设置。场地内布置有回风斜井井口、风峒、风道、风机平台、电气室及值班室。场地轴向方位正南，考虑风机与井口防爆门之间的距离。一号井临时排矸场位于场地东北侧约150m处的自然冲沟内；二号井临时排矸场位于场地东南侧约200m处的自然冲沟内。在沟心位置均修建1～1.5m石砌拱涵一座，汇集冲沟上游洪水，总长度200m。沟口位置修建拦渣坝一座，按照抗震重力式、直立路肩档墙设计，墙身材料M10水泥砂浆砌MU40片石，总长度80m，圬工量720m3，墙底预设涵洞出口。排矸场总购地面积3.0ha。矿井不设地面永久火药库。三、矿井占地面积一号井地面设施总用地面积7.6ha，折合114亩，全部为荒地。包括：矿井工业场地3.6ha；矿井进场公路2.0ha；风井场地0.3ha；风井公路0.1ha；临时排矸场1.5ha；排矸公路0.1ha。二号井地面设施总用地面积8.2ha，折合123亩，全部为荒地。包括：矿井工业场地4.7ha；矿井进场公路1.5ha；风井场地0.3ha；风井公路0.1ha；临时排矸场1.5ha；排矸公路0.1ha。四、防洪排涝两处工业场地中部均发育有一条自然冲沟，对井口及场地形成防洪威胁。冲沟为季节性冲沟，暴雨时水量突现，平时地表迳流甚微。183 为满足井口及场地的防洪要求，向当地水利部门得不到冲沟水文资料，不在水利部门监测范围内。两处场地按生产能力划分均为中型井，根据现行的《煤炭工业矿井设计规范》，井口设计防洪频率P=1/100，校核频率P=1/300，故设计采用《煤炭工业企业总平面设计手册》的地区经验公式推算设计频率的洪水流量。在1∶1万地形地质图中圈出汇流边界线，计算出一号井流域面积F=0.02km2；二号井流域面积F=0.06km2。查洪水流量经验公式全国分区图可知本流域区号为30，分区名称为：大青山蛮汗山土石山丘陵区。分区边界如下：东以山西为界；南以黄河为界；西至乌拉特前旗；大青山、蛮汗山石质山区及清水河土石山区。计算公式：Q0＝C×Fn，其中Q0为多年平均流量m3/s；C、n为相应频率的经验参数及指数；F为汇水面积km2。查全国分区经验公式成果表得：C=14.50，n=0.50，故一号井Q0=2.1m3/s；二号井Q0＝3.6m3/s。查全国分区CV值表得：CV=1.40；查全国分区CS/CV关系表得：CS=2.5×CV。查皮尔逊Ⅲ型曲线的模比系数Kp表得：P1＝1/50，Kp1=5.52；P2＝1/100，Kp2＝6.91；P3＝1/300，Kp2＝9.20；一号井：Q1／50＝Q0×Kp1＝11.6m3/s；Q1／100＝Q0×Kp2＝14.5m3/s；Q1／300＝Q0×Kp3＝19.3m3/s；二号井：Q1／50＝Q0×Kp1＝19.9m3/s；Q1／100＝Q0×Kp2＝24.9m3/s；183 Q1／300＝Q0×Kp3＝33.1m3/s；根据场址地形特征，选定的井口位置与现有自然冲沟的相对位置，结合地面自然地势、地面设施布置情况、洪水流量及场地内外运输联系，并考虑防洪设施经济性、安全性及检修的方便性，一号井修建12m盖板箱涵；二号井修建13m盖板箱涵，设计流速小于5.0m/s，可较好地满足设计要求。涵洞位置尽量顺应自然冲沟位置，截弯取直，以增加场地稳定及方便上下游沟势顺接，涵顶覆土厚度0～5m，取决于涵洞纵坡、地基情况及管网敷设要求。第四节矿井供配电一、电源在某地一号矿井工业厂地拟建35kV变电所，担负某地一号矿井和二号矿井全部用电负荷。其35kV供电电源应为两个电源、两回电源线路，当任一回路故障停电时,另一回路应能担负矿井全部负荷。在一号矿井工业厂地西北方向10km处现有川掌35/10kV变电站，其35kV电源引自沙圪堵110kV变电站，川掌35/10kV变电站35kV可作为矿井一个供电电源。地区电力部门在某地矿区规划建设川掌镇宏景塔110kV变电站，距一号矿井工业厂地15km，其35kV可作为矿井的另一个电源。在某地二号矿井工业场地拟建10kV变电所，担负某地二号矿井全部用电负荷。某地二号矿井两回10kV电源引自某地一号矿井工业场地拟建的35kV变电所，当任一回路故障停电时,另一回路能担负矿井全部负荷。二、用电负荷一号矿井用电负荷：183 全矿用电设备总台数：171台用电设备工作总台数：163台用电设备总容量：2024kW用电设备工作容量：1846kW其中井下：用电设备总台数：62台用电设备工作台数60台用电设备总容量：1161kW用电设备工作容量：1061kW全矿最大计算有功负荷：1790kW全矿最大计算无功负荷：1767kvar其中：井下最大计算有功负荷：889kW补偿前无功功率：1767kvar补偿前功率因数：0.71补偿无功容量：720kvar补偿后全矿最大计算视在功率：2073kVA补偿后功率因数：0.9全矿年耗电量：8950kkW.h全矿吨煤耗电量：14.9kW.h二号矿井用电负荷：全矿用电设备总台数：140台用电设备工作总台数：132台用电设备总容量：2388kW183 用电设备工作容量：2231kW其中井下：用电设备总台数：68台用电设备工作台数66台用电设备总容量：1710kW用电设备工作容量：1655kW全矿最大计算有功负荷：1995kW全矿最大计算无功负荷：1969kVA其中：井下最大计算有功负荷：1091kW补偿前无功功率：1969kvar补偿前功率因数：0.7补偿无功容量：720kvar补偿后全矿最大计算视在功率：2353kVA补偿后功率因数：0.9全矿年耗电量：9975kkW.h全矿吨煤耗电量：16.6kW.h三、供配电系统地面供配电系统：在一号矿井工业场地拟建35kV变电所，变电所内设35/10kV变压器两台。一备一用。担负某地一号矿井和二号矿井全部用电负荷。变压器型号：S9-5000/355000kVA35/10kV。设10/0.4kV变压器两台。一备一用。供某地一号矿井地面0.38kV低压负荷用电。变压器型号：S9-800/10800kVA10/0.4kV。183 在某地二号矿井工业场地设10kV变电所。变电所内设10/0.4kV变压器两台。一备一用。供某地二号矿井地面0.4kV低压负荷用电。变压器型号：S9-500/10500kVA10/0.4kV。工业场地主斜井提升、回风斜井、锅炉房、热风炉等重要负荷采用0.4kV双回路供电。其他负荷采用0.38kV单回路供电。某地一号矿井和二号矿井的高压配电电压10kV，地面低压配电电压0.38kV。井下低压配电电压0.6kV。井下供配电系统：下井电缆：1、某地一号矿井：从矿井工业厂地35kV变电所引两回10kV电源线路向井下中央变电所供电。下井电缆选用：YJV22-6/103*95（地面）、MYJV22-6/103*95（井下）。沿副井井筒壁敷设至井下中央变电所。2、某地二号矿井：从矿井工业厂地10kV变电所引两回10kV电源线路向井下中央变电所供电。下井电缆选用：YJV22-6/103*95（地面）、MYJV22-6/103*95（井下）。沿副井井筒壁敷设至井下中央变电所。井下供配电系统：（一号矿井和二号矿井）井下井底车场附近设井下主变电所，变电所内设10/0.6kV变压器两台。一备一用。向底车场附近、主排水泵及大巷用电设备供电。型号：KBSG-200/6200kVA10/0.69kV。设局扇专用变压器一台。型号：KBSG-100/6100kVA10/0.69kV183 。并设局扇专馈电开关和局扇专用电缆。综采工作面、掘进工作面和运输顺槽设矿用隔爆型移动变压器供电。第五节监控、通信及计算机管理一、安全生产监控东胜某地煤矿生产能力1.2Mt/a，2个回采工作面、6个掘进工作面，开采5-1号、5-2号和6号煤层。本矿属低瓦斯矿井，煤尘具有爆炸危险性，易自燃。根据《煤矿安全规程》的规定，矿井应装备安全生产监控系统，对井下生产环境中瓦斯、一氧化碳、温度、风速等环境安全参数，对矿井提升、通风机、主排水泵、采掘机械等主要生产设备运行状态及煤仓煤位、水仓水位等进行监测监控，以保证矿井安全生产。监控系统组成：监控计算机及软件、传输系统、分站、传感器及执行器。在矿办公楼内设置地面中心站，某地矿为一矿两井，两井工业场地距离约2.5km，设计在一号井和二号井各装备一套安全生产监控系统。监控范围：1、井下生产环境安全参数：采掘工作面回风巷道中的瓦斯、一氧化碳、温度、风速；总回风巷道中测风站瓦斯、风速；主要风门开闭状态；通风机风硐中负压、风速等设置各类传感器，进行连续监测。2、主要生产设备如：通风机、主副井提升机、大巷胶带输送机、主排水泵、主要采掘设备、局扇等运行状况设置设备开停传感器；井下煤仓煤位、水仓水位等进行连续监测。183 3、对地面变电所、井下中央变电所主要馈电开关运行状态进行连续监测，井下主要配电点被控设备开关运行状态进行连续监测。矿井安全生产监控系统设备选型及配置，设计选择KJ70型矿用安全监控系统，技术先进、运行可靠、经济适用。分别在一号井和二号井办公楼内设置地面中心站，在采掘工作面、井底车场、地面变电所设置分站，各测控点配置各类传感器，传输电缆选用矿用阻燃通信4芯电缆。二、矿井通信东胜某地煤矿生产能力1.2Mt/a，一矿两井，分别在一号井和二号井地面办公楼内设置交换机室，采用行政、调度合一方式，选用矿用程控通信交换机，一号井通信交换机设10对中继线与羊市塔乡电信局联网，8km。二号井通信交换机设4对中继线与1号井通信交换机联网，2.5km。交换机选型CDS-SH，64门程控通信交换机。对地面生产管理、消防、救护、运销等专门调度人员配置移动通信设备，及时快捷地通信联络。第六节给排水一、供水水源根据区域水文地质条件，本勘探在区域上属鄂尔多斯高原侏罗系，白垩系及第三系碎屑岩类裂隙水分布区，虽裂隙较发育，水质较好，但富水性弱，仅在沟谷中赋存第四系孔隙水，不同沟谷富水性差别较大，本矿供水水源建议在矿区西南的沟谷中寻找富水地段，以打大口井方式取浅层孔隙水，作为矿井永久供水水源是可行的，并在下阶段设计前对拟建供水水源地区进行勘探及抽水试验，提出可靠资料，以便开展下步设计。183 本矿井按两个矿井工业场地设计，两场地相距2.5km，井上下设施各自成系统，规模及配置基本相同。井下排水量正常为53m3/h，最大为90m3/h，经地面净化处理后，均可作为井下消防洒水和井下黄泥灌浆用水，多余部分可用于地面绿化和防尘洒水之用。二、给水工程（一）矿井用水量计算本矿井两个工业场地（一号井及二号井）均不设居住区，只在工业场地内建单身宿舍。矿井供水对象主要是工业场地内生产、生活、消防用水和井下消防洒水、黄泥灌浆用水。根据矿井设计规范，矿井用水量计算结果：一号井总用水量为1485.83m3/d，二号井总用水量为1224.78m3/d，其中井下消防洒水量均为320m3/d，井下黄泥灌浆用水量分别为一号井575.04m3/d、二号井337.72m3/d，地面生产、生活用水量均为63.08m3/d，地面消防用水量均为432m3／次。一号井和二号井用水量计算为表6－6－1。（二）供水方式与水源地工程1、本矿为两个年产60万吨（一号井和二号井）井组成，各矿井用水量均以取沟谷浅层孔隙水为水源，各设计大口井一眼，供水能力为300m3/d。183 序号用水项目用水人数用水标准用水量备注一昼夜最大班日用水量m3/d时不均系数k最大时流量m3/h设计秒流量L/S1生活用水2269025L/人班5.6530.850.232食堂用水2269015L/人餐6.7820.680.19每日两餐3洗澡用水a.淋浴用水淋浴器9个540L/H12.152.430.68b.池浴用水大池面积14m2H＝0.7m24.54.901.364锅炉房用水14.01.00.285井下消防洒水320.022.866.356井下灌浆用水a、一号井575.0457.5015.97b、二号井337.7233.779.387其它用水a、一号井按10%95.803.991.11b、二号井72.073.000.838消防用水24h补充43218.05.00总计a、一号井1485.83112.2131.17b、二号井1224.7887.4924.30表6－6－1用水量计算表井下消防洒水及黄泥灌浆用水均由各井下排水净化处理站供给。井下排水处理站日处理能力为1200m3/d，最大时能力为2400m3/d。2、水源工程（1）地面供水水源，根据矿井总用水量设计大口井一眼，D＝3.0mm，H＝15m，内设65WQ25-15-2.2型型潜水电泵二台，N＝2.2kw，备用一台。（2）井下排水处理站，本站共设两座，一号井及二号井各设一座。井下排水经净化处理后作为井下消防洒水及井下黄泥灌浆用水之水源，井下排水处理能力为1200～2400m3/d，选用Q＝50m3183 /h净水器二台，净水器型号为：ZNYG－50型，配套加药装置及消毒装置各2套，另设排污泵1台，综合净化间、调节池V＝100m3及清水池V＝300m3各一座。（三）室外供水工程室外供水工程本矿共设两套，一号井及二号井各为一套，自成系统，均由各自水源井取水。1、地面生产、生活及消防室外供水工程由管网、清水池、高山水池及二级加压泵站等组成，清水池容积V＝600m3一座；高山水池容积V＝50m3一座；加压泵站平面尺寸12×6×4.5（H）m，内设生产生活、加压泵2台，型号：65DL－2型，Q＝18～35m3/h，H＝37～29m，N＝5.5kw；消防泵两台，型号：100DL－4型，Q＝72～126m3/h，H＝86.9～68m，N＝37kw；消毒装置2套。2、室外给水管管材采用给水铸铁管及焊接钢管、干管直径DN＝150mm，直接埋地敷设，深度为1.40m。三、排水工程矿井工业场地总排水量为1335m3/d，其中井下排水为1272m3/d，生活污水为63m3/d，井下排水经井下水处理站净化处理后，作为井下生产用水水源复用，水质标准符合“煤矿井下消防洒水设计规范”规定，多余部分可用于地面场地绿化，道路洒水和储煤场喷雾降尘或达标排放。生活污水处理站规模为72m3/d，采用地埋式生活污水处理设备一套，型号为WSZ－AO－3型，调节池V＝50m3一座，内设提升泵二台，型号：WQD6-8Y型，Q＝6m3/h，H＝8m，N＝0.4kw。183 室外排水管管材采用排水铸铁管、干管DN＝200mm，埋地敷设，埋深1.2m。四、消防与洒水本矿一号及二号井井下均设置完善的井下消防洒水系统，管网采用合流制，水源来自井下水净化处理站清水池（V＝200m3），水质符合国家行业标准，井下消防洒水管路为枝状管网，管材采用无缝钢管和焊接钢管，管道经副斜井下至井底后，送各消防及洒水使用点。另外，井下回采面对采空区突出及冒落孔隙处均采取予防性黄泥灌浆，并敷设相应管路，由地面制备黄泥浆后，经过副斜井送至使用点。管材为无缝钢管。第七节采暖通风与供热一、气象资料采暖室外计算温度：-19℃夏季通风计算温度：26℃冬季极端最低温度平均值：-25.8℃冬季室外风速：2.9m/s冬季主导风向：NW全年采暖期天数：180d二、热负荷计算及供热方式183 本矿井为两个工业场地，一号井及二号井工业场地，地面设施独立设置，各场地均设置一套。矿行政、生活福利区建筑物和工业建筑物采暖及供热均采用集中供热，主、副井井筒防冻等用热均由工业场地设置的锅炉房提供。供热方式：行政福利建筑供热热媒为95°～70℃热水，工业建筑及井筒防冻供热热媒为0.2～0.3MPa高压蒸气。主斜井进风10m3/s，副斜井进风25m3/s。主斜井空气加热耗热量为35.8×104w，选SRZ15×10D型空气加热器4台，4-72-11No：10C型离心式通风机1台，N＝13kw；副斜井空气加热耗量为89.49×104w，选SRZ15×10D型空气加热器8台，4-72-11No：10C离心式通风机2台，N＝13kw/台。工业场地内设置供热管道，地沟敷设。根据煤炭工业矿井设计规范矿井建筑物热负荷计算见下表6-7-1。表6－7－1　　　地面建筑物耗热量计算表室外计算温度－13℃顺序建筑物名称室内采暖计算温度℃采暖建筑物体积m3单位体积采暖热指标W/m3·k室内外温度差（℃）耗热量（×104W）采暖通风供热合计一生产系统1主斜井井口房112801.62.22410.792主斜井空气加热室10m3/s206.251.3240.6735.893园筒仓151335.132.2246.334副斜井空气加热室25m3/s406.251.3241.2789.725输送机栈桥5116.5m4.0180.51小计19.84125.61二生产辅助系统1机修车间1510500.8282.832设备器材库52049.501.7182.173坑木加工房15534.381.7282.544消防材料库10247.01.1230.625油脂库10247.02.1231.19635kv地面变电所151594.131.12814.157通风机房15334.131.1281.038加压泵房15406.252.3282.629综合净化间151085.132.1285.9110水泵房15105.32.5280.7411汽车库15561.881.7282.58小计26.35三行政福利系统1食堂18656.251.3312.641.64.92单身宿舍181830.01.1315.563综合服务楼181522.751.03114.4215.606.6183 小计22.6217.2015.5合计69.3517.2137.11223.66三、锅炉房本矿井工业场地总热负荷Q＝223.66×104W，考虑到热网热损失系数，总热负荷为∑Q1＝Q×1.2＝268.39×104W，由于本矿井不设居住区，生产用热比较集中，在场地内设一座锅炉房集中供热，锅炉燃料为本矿原煤，上煤除渣采用锅炉配套设备。锅炉设备选用DZL2-1.25-AⅢ型蒸汽锅炉二台，夏季运行一台，冬季运行二台；另设热交换器一台，型号为QSB03N-0.7型，冬季运行。锅炉给水采用ZDF―2型组合式全自动饮水器一台。锅炉烟气除尘选用锅炉配套设施，除尘效率≥95％，锅炉烟囱上口直径D＝1.0m，H＝35m。本锅炉房在一号井及二号井各设一座。锅炉房年耗煤量为1455吨，年排渣量为436.5吨。四、室外供热管道室外供热管道布置采用枝状管网、管材选用无缝钢管和焊接钢管，保温材料为矿棉防水保温管壳，蒸气管保温、回水管不保温、管网凝结水采用余压回水。所有管道均采用地沟敷设，地沟为半通行和不通行。第八节地面建筑一、设计原始资料1、位置及交通某地煤矿位于准格尔旗羊市塔乡政府东北约8km，行政区划隶属羊市塔乡。矿区东183 南距陕西省界不足5km，向西经松树鄢与曹（曹家石湾）～羊（羊市塔）线柏油路相连，经曹家石湾与109国道相通。其中矿区至松鄢为简易土路，可通行重型汽车，直线距离约8km，松树鄢至曹家石湾约45km。交通较为方便。2、气象与地震资料本区属典型的大陆性半干旱气候。冬季严寒而漫长，夏季短暂而酷热。昼夜温差大。最高温度为39.5℃；最低温度为－24.3℃。年平均气温5.0～7.8℃。冬春两季多西北风，一般风速10～15m/s，最大风速20m/s，易形成沙尘天气。年总降水量为238～732mm，年总蒸发量为1792～2115mm，雨季多集中在7～9月，并多为暴雨，易形成地表径流集中排泄，渗入系数仅为10～20％。霜冻期较长，一般为10月中旬至次年4月上旬。最大冻土深度1.20m。矿区位于鄂尔多斯市高原的东南部。为典型的黄土地貌。区内地形波状起伏，沟谷纵横，地势复杂。区内大部分被第四系黄土和第三系红土覆盖，地表植被较少。地表因流水冲刷切割，向源侵蚀严重。沟谷坡降较大，断面呈“V”字形，在平面上呈树枝状展布。根据建筑抗震设计规范GB50011-2001，该区抗震设防烈度为7度，设计基本地震加速度值为0.10g，设计地震为第三组。3、建筑材料主要建筑材料钢材、木材、水泥等需外购进外，砖、石、砂及石灰等可由本地供应。基础垫层采用C15砼，现浇结构构件采用C20～C30砼，钢材采用HPB235（φ），HRB335（），型钢采用Q235。183 二、工业建筑及构筑物1、设计原则满足工艺要求是工业建筑设计的主导思想，并考虑了抗震要求，防火要求及采光、通风等因素，力求贯彻标准化、模数化的原则。工业建（构）筑物力求建立统一的建筑风格，施工图设计中对立面设计，外部装修等统筹安排。2、结构设计根据生产系统中各建（构）筑物的具体情况和工艺要求，力求经济合理，便于施工，该矿井按二个坑口（即一号、二号坑口）设计，同时结合当地的实际情况，就地取材，以求降低工程造价，对各建（构）筑物分别采用常用的砖混结构、框架结构、岗壁结构、钢结构等，各建（构）筑物的特征表详见表6－8－1－1及6－8－1－2主要建（构）筑物一览表。一号坑口工业建（构）筑物总面积为：3462.10m2。二号坑口工业建（构）筑物总面积为：3315.26m2。一号坑口工业建（构）筑物总体积为：24221.31m3二号坑口工业建（构）筑物总体积为：23032.91m3一号坑口皮带走廊斜长为：154.40m。二号坑口皮带走廊斜长为：165.70m。三、行政与公共建筑183 矿井工业场地行政、公共建筑面积，矿井生产能力1200kt/a，按两个坑口（一号、二号）各为600kt/a进行设计，原煤生产在籍人数各为240人，全矿职工在籍人数各为286人，依据《煤炭工业设计规范》指标可计算出各项建筑面积，为节约投资，结合当地的实际情况，本次设计中不考虑居住区公共建筑及家属住宅，仅将单身宿舍设在工业广场内，单眷比按8：2，单身宿舍每人按8.5m2/人计算，单身职工各为286×0.8＝229人。工业场地行政、公共建筑面积详见表6－8－2。工业场地行政、公共建筑物特征详见表6－8－3。工业场地行政、公共建筑面积各为3146.35m2。工业场地行政、公共建筑体积各为10335.14m3。183 第七章节能与节水第一节节能一、节能1、电耗指标分析经统计，矿井用电设备总台数171台，用电设备工作台数163台；用电设备总容量为2024kW，用电设备工作容量为1846kW；最大负荷有功率为1790kW，最大负荷无功功率为1767kvar；全矿年耗电量8950kkw.h；全矿吨煤电耗14.9kw.h。目前国内大中型煤矿吨煤电耗一般在15～25kw.h之间，本矿吨煤电耗为14.9kw.h，居于较先进水平。其主要原因在于，设计采用了相对合理的采煤艺，系统简单，环节较少；矿井属低瓦斯矿井，设计优化了通风系统，通风机耗电量相应减小；在矿井设计的各环节贯彻节能方针，采取节能措施，选取高效节能的机电设备，使总的能耗指标大大降低。2、节电措施在设计过程中机电设备普遍选用了高效节能型产品。地面工业场地35kV变电所选用S9-5000/3535/10kV183 主变压器两台，其容量在满足供电可靠性的前提下，充分考虑了节能因素，选择合理的运行方式，使得正常运行时变压器损耗最低。供电系统采用集中与分散相结合的补偿方式进行无功功率的补偿，提高了供电质量，降低了变压器容量，减小了配电线路的电流，从而减少了电能损耗。35kV电源线路导线截面按经济电流密度选取，降低了线路损耗。矿井主变压器电压比采用了35/10kV。在相同条件下，10kV线路损耗小，仅是6kV线路的0.36倍，节能效果明显。二、节煤本矿井在一号和二号井工业场地内均设一座锅炉房，在主、副井井口附近所设置的空气加热室热媒均由各井锅炉房单管供给。锅炉房内设DZL2-1.25-AⅢ型蒸汽锅炉两台，供全矿井地面建筑所有采暖和井筒保温用热，每台锅炉小时耗煤量为0.303t，年耗煤量为1455t。第二节节水一、用水指标分析矿井生活、消防用水量均按行业标准定额计取。单身宿舍用水采用标准偏上值是考虑生活水平日益提高而采用较高值的。由于近年来井下安全及环境要求的提高，并结合近年来的实际用水量井下消防洒水用水考虑一定的富裕量。二、节水措施按照“分质供水，用污排清”的环保要求，矿井建成后，生活污水排水量为63.08m3/d，井下正常排水量为53m3/h，最大排水量为908m3/h，均经处理后回用。生产、生活污水优先用于井下消防洒水及黄泥灌浆用水，剩余部分可用于地面洒水降尘及绿化等用水。183 矿井井下生产用水量100%采用废水处理后复用的方案。同时设备选用了先进、优质、耗水量少的供、用水设施。第八章环境保护与水土保持第一节环境现状一、自然环境现状（一）位置：某地矿区位于准格尔旗羊市塔乡政府东北约8km，行政区划隶属内蒙古自治区准格尔旗羊市塔乡。向西8km经松树鄢与曹（曹家石湾）～羊（羊市塔）线柏油路相连，经曹家石湾与109国道相通，可通行重型汽车，交通较方便。矿区位于鄂尔多斯高原东南部，属典型的黄土高源地形地貌，区内海拔高程1375.60～1119.00m，相对高差256.6m。区内地形波状起伏，沟谷纵横，地势复杂。大部分被第四系黄土和第三系，红土覆盖，地表植被较少。地表因流水冲刷切割，向源侵蚀严重。区内没有常年流水河谷，仅在雨季大，小石拉沟和奎痛沟汇集经流，形成短暂洪流由西北向东南排出区外，属黄土高原地形地貌。（二）环境概况井田范围内自然环境的最大特点是地表植被稀少，生态环境脆弱，水土流失严重。由于受本地区典型半干旱大陆性气候和地质地貌条件等影响，冬季严寒而漫长，夏季短暂而酷热，昼夜温差大。最高温度为39.5℃，最低温度为-24.3℃。年平均最高气温5.0～7.8℃183 左右，年平均降雨量为238～732mm，年平均蒸发量为1792～2115mm，最大风速20m/s，易形成沙尘天气。所以大气中总悬浮物含量较高，大气环境本底值较差。井田范围内由于煤层埋藏较浅，小煤窑较多，共有41对矿井和小窑，多为个体开采，煤矿和煤焦生产为当地支柱产业，所以矿产开发及煤焦生产的烟粉尘，来往运输车辆形成的扬尘等为影响本矿区大气环境的主要污染源。第二节环境保护与水土保持执行标准一、环境保护标准及依据1、《环境空气质量标准》（GB3095－1996）2、《地表水环境质量标准》（GB3838－2002）3、《污水综合排放标准》（GB8978－96）4、《锅炉大气污染物排放标准》（GB1327－2001）5、《农用灌溉水质标准》（GB5084－92）6、《工业企业厂界噪声标准》（GB12348－90）7、《一般工业固体废物贮存处置场污染控制标准》（GB13599－2001）8、《城市区域环境噪声标准》（GB3096－1993）二、水土保持设计依据（1）《开发建设项目水土保持方案技术规范》（SK204－98）（2）《水土保持综合治理规范》（GB/T16451－6－1996）（3）《水土保持综合治理规划通则》（GB/T15772－1994）第三节项目建议和生产对环境的影响183 矿井的开发建设和生产在带给人类文明、繁荣昌盛的同时，亦会对自然界的植被、大气、土壤、水体等自然生态产生一定的破坏。矿井在开采煤炭的过程中，产生的主要污染物有贮煤场煤尘飘散物；矸石场矸石堆放后发生自燃过程产生的有害气体；对当地大气的污染以及堆放场地所占用土地、锅炉烟尘、工业废水、机械噪声、煤层开采后的地表塌陷等对环境的影响。总之，矿井建设和生产对周围环境带来的影响是多方面的，尤其是矿区内大面积开采后造成的地表塌陷、植被破坏对当地的生态环境的破坏严重性不容忽视，所以本矿井建设项目应根据国家环境保护法、国家环境影响评价法和《山西省环境保护条例》对本矿井建设项目尽快编制环境影响报告文件，对项目建设和生产作出正确的必要的环境影响评价。第四节环境保护与水土保持措施一、环境保护措施（一）大气污染及防治矿井设两个工业场地建设后需配备各一座锅炉房供采暖浴室和井筒防冻之用，内设DZL2-1.25-AⅢ型蒸汽炉二台，为降低烟尘排放浓度必须配备相应的除尘器，除尘器效率达到95％以上，同时烟囱高度不低于《锅炉大气污染物排放标准》中的锅炉额定出力总容量的要求，烟囱高度原则上不小于35m。根据当地气候干旱、少雨、多风易起尘的特点，设计对煤炭生产、储运工程采取抑尘措施。对车流量大的路段及时洒水降尘，储煤场尽量采取有围护结构的加盖储煤场等封闭形式，仍需露天183 堆存的，要采取喷水增湿等方法提高煤堆表面湿度，并在堆场四周，尤其是上风向，种植防风绿化带，栽种隔离式乔木林、灌木林，株距为1.5m，行距为1.5m，减少或杜绝煤尘二次飞扬。（二）水污染治理污水来源于矸石、废弃煤堆积在地表遇降雨形成的污水，煤矿处理矸石、废渣注意选择遗弃地点，避免矸石淋雨后形成对地下水的污染。由于本地区干旱少雨，为防止污染，保护水体，所以水污染防治的首要原则是及时处理、就近复用，提高污水处理、复用水平。矿井开发过程中产生的主要废水有：矿井工业场地和行政福利区排放的生产废水和生活污水、矿井排水。各种污水经过沉淀、氧化、消毒等综合处理后，根据实际情况分别用于井上下喷雾洒水、消防灭火用水、绿化等项目中，以提高水资源的合理利用。（三）噪声控制矿井的主要噪声源有：通风机房、维修车间等。本着经济合理、技术可行的原则，从保护操作工人的身体健康、改善工作环境、方便操作的方面进行噪声控制。1、噪声控制要求设计时在技术经济可行的基础上，完善生产工艺，尽量采用先进设备，以焊代铆，以液压代冲击，以液动代气动，从根本上减轻噪声污染的强度；利用绿化的多种环境功能，增加绿化面积，加强绿化的维护，通过绿化带的隔离，使环境噪声达到标准要求。2、通风机噪声的控制183 优先选择、采购、使用低噪音的轴流式风机，并配备消音装置，使排风出口端噪声降至85dB（A）以下，以符合厂界噪声标准。（四）固体废弃物处理矿井开发产生的固体废弃物主要有：煤矸石、锅炉灰渣和少量生活垃圾。固体废弃物防治规划原则：综合利用和合理处置相结合，优先用于综合利用，防治结合，以防为主，加强管理，最大限度减少固体废弃物带来的环境和生态问题。本矿井年矸石排放量一号井及二号井分别6万吨及4万吨，均由胶输车上井后，运往适当地点集中堆放根据实际情况进行综合利用，为防止雨季形成矸石泥流，应在其下游构筑挡墙拦截以及防止矸石雨水淋溶形成。本矿井一号井及二号井锅炉房年排渣量均为436.5吨。矿井锅炉灰渣应优先进行综合利用，如用作水泥等建材，尚不具备条件时，可回填矿井首采沉陷区、或运至荒沟排放，灰渣排弃时应注意防止扬尘二次污染，必要时应设洒水管抑尘，并利用黄土覆盖、表土层绿化。在工业场地的主建筑物及其它作业场所应安置适量的垃圾筒，定点收集垃圾，并配备一部垃圾车定时定点清运垃圾。生活垃圾处置方法：选择一处山洼处，将垃圾运至该地后，对其进行简单分选，然后将无机部分（主要为炉灰、砖瓦等）就近用于充填山洼地或塌陷区，其它有机部分应采用堆肥的方法，进行发酵处理，使之转化为无害的肥料，用于农田施肥以改善土壤肥力。（五）地表塌陷治理183 矿井生产后，由于地质条件和煤层赋存情况所决定采煤后造成地表形态破坏是必然的，所采取的综合防治措施只能是在现有技术、经济条件下采取适当技术手段尽可能减轻地表形态破坏造成的影响。1、应组织人力物力，对煤炭采动后地表出现的裂缝及时充填，对出现的塌陷坑、裂隙带及时填平、夯实处理，同时因地制宜整治成耕地、草地等。2、地表塌陷应进行经常性的观测，对在井田内的建筑物等设置相应的保护煤柱，对地表塌陷可能带来的危害，采取早预防，早处理的办法。防止事故的发生。3、对地表出现的塌陷坑、裂缝无法充填的区域设警示标志，防止人员误入造成事故。（六）滑坡、泥石流等事故的防治对于可能出山体滑坡、泥石流等事故的地段，应根据现场的实际情况，分别采取增设防滑桩、砌设护坡、长锚杆、长锚索锚固等针对性防护措施，防止山体滑坡、泥石流等事故的发生，避免造成事故。二、水土保持措施区内土壤侵蚀类型为水力侵蚀和风力侵蚀两大类。在一些坡陡的退耕地、土层较好的荒坡、荒沟，大力发展人工草地，促进畜牧业的发展，同时在矿井工业场地四周大力发展植树造林，既可美化环境，又可防止水土流失，因此采取的措施有：1、保持原有地表植被，尽可能减少原有地表植被的破坏面积，严禁施工队伍的“滥砍、滥伐、滥浇”现象，固定施工便道。2、各类土石应有组织堆放，切实做好工程防护工作，如修建边坡、护坡等。183 3、对已经破坏的地表，应尽快采取相应措施，恢复植被，同时为防止洪水对沟道的冲刷，对该区自然沟谷进行有规划的治理，采取多种永久性防护措施：设置拦渣坝、沟道防护林等。4、对该区的沟谷进行工程治理的同时，应在边坡、沟道两侧采取相应治理措施，达到最终彻底治理的目的。三、绿化本区植被少，基岩裸露，雨季时水土流失较严重，因此必须大力加强绿化工作。井田地面绿化可以调节小气候、抑制扬尘污染和降低噪声，有利于水土保持而且可以改善工作环境。矿井工业场地的场前及办公楼、公共建筑分布的地方，作为重点绿化区，应种植常绿灌木树种，部署花坛，间种常绿针叶乔木，绿化树种高低搭配，形成一个优美的工作休息生活环境。在道路两旁，车间空地以种植高大、体形优美的行道树为主，并设置草地、绿篱等。对有粉尘飞扬和产生噪声的车间附近，要有计划地栽种防护林，予以隔断，加强环境保护和美化环境。对于烟尘和煤尘污染严重的区域，在迎向污染源的一侧适当加大绿化带宽度，选择对粉尘和烟尘滞留能力强的乔灌木，采取乔灌木混交的半通风结构和紧密结构方式种植。对于防噪声绿化带的植物搭配，采取高低结合，常绿树与落叶树、速生的阔叶树与长寿的针叶树合理搭配，以达到常年性防噪声及美化环境效果。该矿井工业场地绿化系统应达到18％。183 第九章劳动安全卫生与消防第一节危害因素和危害程度一、矿井灾害因素分析1、瓦斯某地矿井为新建矿井，暂没有实测的瓦斯涌出量资料。根据相邻煤矿某某公司集团东圪堵煤矿矿井瓦斯等级鉴定和二氧化碳测定结果报告表，矿井总回风巷相对瓦斯涌出量为0.62m3/t,二氧化碳相对涌出量为4.16m3/t；回采工作面瓦斯相对涌出量为0.36m3/t，二氧化碳相对涌出量为2.79m3/t。本次设计参照邻近矿暂按低瓦斯矿井设计，根据瓦斯和二氧化碳含量分析，在矿井生产中只要加强矿井瓦斯监控管理和合理的通风设计，对矿井正常安全生产影响不大。2、煤层自燃根据内蒙古平庄煤业（集团）有限责任公司技术监督处煤层自燃等级为Ⅰ级，属容易自燃煤层。由于本矿井田内煤层属Ⅰ级自燃，火灾是影响矿井井下安全稳定生产的重要制约因素。火灾发生容易引起矿井瓦斯、煤尘爆炸灾害的发生，进而造成井下各种机电设备破坏和工作人员的生命安全，同时大火燃烧而产生的烟雾和有害气体影响井下工人的健康。根据本井田内煤质情况，要加强矿井外因火灾的发生和内因火灾发生防治。183 3、煤尘本井田内各煤层煤尘均具有爆炸性，矿井煤尘爆炸的发生与矿井火灾和瓦斯爆炸的发生相互联系的。所以在矿井生产过程中要做好防尘降尘措施及设置隔爆设施，预防煤尘爆炸灾害的发生和减少灾害的破坏程度。4、矿井水害据某地井田地质报告资料，矿井正常用水量为53m3/h,最大用水量为90m3/h。井田内采空区数目众多，破坏范围广，在生产过程可能引起矿井突水事故的发生。在生产中要加强井田水纹勘探工作。5、井田内煤层顶底板稳定性根据某地井田地质报告资料，稳固性差，遇水后，抗压强度会降低，而且产生蹦解。煤层顶板易产生顶板冒落现象，严重影响安全生产，煤层底板遇水具软化性，及易变形，有的崩解、底鼓，直接影响巷道底面平整和车辆运煤。地温属正常区。二、生产作业主要伤害因素分析1、井下绝大部分巷道为半煤岩，在掘进工程中会产生大量粉尘，容易引发工人患尘肺病的疾病。2、井下巷道掘进实施炮掘，在生产工程中可能引发事故有：放炮员误操作造成爆破早爆，引发设备损坏和人员伤亡或爆炸物伤人等。3、井下主运输和提升设备为胶带运输，能产生的事故有：胶带及托辊非金属材料及包胶滚筒着火；胶带堆煤、打滑；胶带断带、输送机逆转；滚筒与胶带摩擦升温产生烟雾而引起火灾等等。183 4、井下辅助运输为胶轮车，由于司机操作失误或错误的调度信号，可能引发各种撞车、撞人事故。5、井下用电设备很多，由于漏电、过流等引发火灾或工人触电等。6、顶板冒落，引起压死架和人员砸伤事故。第二节安全卫生措施一、矿井灾害预防措施及矿山救护（一）、预防瓦斯爆炸措施1、准确地确定矿井瓦斯涌出量，有的放矢地保证矿井安全生产：建议建设单位在揭露煤层后对矿井瓦斯涌出量进行实测，或请专业部门对矿井瓦斯做进一步的工作，以达到准确确定矿井瓦斯涌出量的目的，并在此基础上，制定相应的防治瓦斯爆炸措施，更好地保证矿井安全生产。2、防止生产过程中瓦斯浓度超限：通风是防止瓦斯积聚的行之有效的方法，矿井通风必须做到有效、稳定和连续不断，使采掘工作面和生产巷道中瓦斯浓度符合《煤矿安全规程》要求。矿井必须建立完善的瓦斯检查制度，所有采掘工作面每班至少应检查三次。采取有效措施及时处理局部积存的瓦斯，特别是回采工作面上隅角等地点，应加强检测与处理。不用的巷道及时封闭。3、防止瓦斯引燃：严格控制和加强管理生产中可能引火的热源。183 4、瓦斯安监系统：在采掘工作面以及与其相联接的上下顺槽中设置瓦斯报警仪，监测风流中的瓦斯动态，并将信息及时传送到地面控制室。在主要工作地点设置瓦斯断电仪，当瓦斯浓度超限时，及时自动切断电源。此外，配备个体检测设备。5、防止瓦斯灾害事故扩大：回风斜井井口设置防爆门，以防冲击波毁坏风机。虽然本矿井为低瓦斯矿井设计，但在在建设和生产中要对瓦斯引起足够重视，严格执行《煤矿安全规程》之规定，采取一切必要的预防措施，避免灾害事故的发生。（二）、预防煤尘爆炸措施井田内煤层煤尘有爆炸危险性。设计本着“预防矿井煤尘爆炸灾害的发生”和“保证矿工身体健康，降低职业病发生率，给井下工人创造一个良好工作环境”的原则，采取了以下防尘、降尘措施：1、采煤工作面必须采取煤层注水、喷雾、洒水和其它防尘措施。2、掘进工作面必须采用湿式钻眼、冲刷巷帮、水炮泥、放炮喷雾、装煤洒水和净化风流等综合防尘措施。3、采掘机械均应安装有效的内外喷雾装置，严禁干式作业。4、井底煤仓、输送机和其它煤炭转载地点配备喷雾洒水装置或设置捕尘器，保持喷雾洒水系统的完好性。5、定期清扫巷道和进行冲洗煤尘、刷浆工作，以减少巷道中堆积的落尘。6、加强通风管理、控制巷道风速，防止煤尘飞扬。7、井下所有局扇均需安设除尘器。8、采取有效措施防止引燃煤尘，杜绝非生产需要的火源，严格控制生产中可能发生的热源。183 9、井下建立完善的隔爆设施。（三）、预防井下火灾措施1、及时清理可燃物。井下使用的棉纱头、布块、各类油脂以及巷道内的废坑木应及时清理出井。雷管、炸药材料的运输和保管，应严格执行《煤矿安全规程》的有关规定。2、加强用电管理。井下所有电气设备的选择、安装与使用应严格遵守有关规定，并应正确使用各类安全保护装置，防止电流过负荷而引起火灾。3、机电硐室采用不燃性材料支护并设置防火门，配备灭火器。4、加强生产中的安全管理。井下运输过程中注意防跑车砸坏电缆，生产中应注意冒顶等外力损坏电缆及电气设备。5、井下设置消防材料库，并经常保证有足够的消防材料。设置完善的洒水系统和消火栓。6、井下爆破材料库、机电硐室、井底车场和采掘工作面附近巷道中设置消防材料，供扑灭火灾之用。7、加强职工教育，要使全体职工从思想上高度重视防火的重要性，自觉执行各项有关规定。8、井田内煤层自燃等级为Ⅰ级，为了预防火灾的发生，对回采工作面采空区实施黄泥灌浆预防灭火措施，井下主要运输大巷、顺槽和联络巷均采用锚喷支护，主要硐室如中央变电所、水泵房、爆破材料发放硐室等硐室均采用砼碹，并建立防灭火系统。（四）、预防井下水灾措施183 1、在开采过程中，一旦遇有地质构造或水文地质条件异常，一定要查清原因，以防矿井突水。2、在掘进巷道过程中，一定要坚持“有疑必探，先探后掘，有水必放(排)”的原则。井下掘进工作面配备了探水（注水）钻机和小水泵。井下巷道沿煤层布置，在巷道的低洼处均设有集水坑并配备了小水泵。3、副斜井井底车场中设置有容量足够的水仓及排水设备。上述预防各类灾害措施应予以严格执行，未尽事宜执行《煤矿安全规程》有关条文和国家有关安全生产政策的规定。（五）、顶底板事故的预防1、采掘工作面严格执行“敲帮问顶”制度。2、采煤工作面必须及时回柱放顶或填充。采掘工作面严禁空顶作业，及时形成前探支护或永久支护。3、对巷道需穿断层或地质构造复杂的地段必须制定专门措施，所采取的临时支护应安全可靠，并及早进行永久支护，巷道掘进要短掘成巷。4、根据煤层顶底板岩性软弱，遇水易崩解特点，井下巷道要加强排水和巷道防水支护要求。（六）、自救器及安检仪器配备为了提高矿工的自身安全性，所有下井人员一律配带自救器。为保证安全生产，矿井设置了完善的安全生产监测系统，并根据《煤矿安全规程》，参照《矿井通风安全装备标准》，矿井配备了通风、瓦斯、粉尘等检测仪器、仪表、设备和矿山压力及地质测量类仪表、设备。（七）、煤矿救护183 煤矿企业应设矿山救护队，不具备单独设立矿山救护队条件的，应与指定兼职救援人员，并与就近的矿山救护队签订救护协议，矿山救护队至服务矿井距离以行车不超过30min为限。二、生产作业安全保障措施1、掘进工作面必须采用湿式钻眼、冲刷巷帮、水炮泥、放炮喷雾、装煤洒水和净化风流等综合防尘措施。搞好采掘工作面通风，防止悬浮粉尘过量积累，在掘进工作面配备掘进通风除尘器。所有接触粉尘作业人员均配备防尘口罩及防尘安全帽。2、井下爆破作业时，实行“一炮三检”制度。井下爆破作业要依照爆破说明书进行爆破作业。3、在胶带机上安装拉紧装置，保护胶带张力恒定，避免拉紧力下降引起“飘带”和断带事故发生。胶带输送机上设有跑偏保护开关、溜槽堵塞检测器、防撕裂保护装置。胶带机上设有双向拉绳开关，保证紧急情况下随时紧急停车。在驱动滚筒、机尾、改向滚筒等旋转部件处设有防护装置，拉紧装置处设有防护栏。4、汽车道上设有反光路标和限速标志，井下巷道每隔一段距离设有开停声光信号装置，同时调度室和开车司机之间设有联系电话，可确保井下运输系统安全可靠地运行。5、采煤工作面必须及时回柱放顶，严格执行“敲帮问顶”制度，对于比较破碎的顶板，要采取铺金属网等防护措施，防止岩石冒落伤人。第三节消防措施183 本矿井煤层自然等级为Ⅰ级，属容易自燃煤层，在矿井生产时如果预防不当，容易引发火灾的发生，进而可能引起瓦斯煤尘爆炸，造成整个矿井生产的瘫痪和工人生命的安全。根据矿区实际情况，采取实之有效黄泥灌浆防灭火系统，同时配合注氮和喷阻化剂等组合防灭火措施，井上下均设有消防材料库，各机电硐室按规定配备了消防器材。183 第十章组织机构及人力资源配置一、组织机构项目法人组织方案：某地煤矿为新建矿井，设计生产能力为1200kt/a，属民营企业，项目法人组织宜采用董事会领导下的经理负责制管理模式，适应管理现代化发展的要求。二、人力资源配置1.生产作业班次矿井工作制度：年工作日300天，三班作业，每天两班生产，一班准备，日净提升时间14小时。2.劳动定员数量与技能素质要求根据时代发展的要求和科技进步原则，对高级行政管理人员和工程技术人员需具备大专文化水平和有一定的实践经验、关键设备操作维修工人需具备中专和技工学校培训合格取得证书后方可上岗，其他工人需经培训取得上岗合格证后上岗。依据《煤炭工业矿井设计规范》，共须劳动定员571人。3.矿井全员效率依据矿井设计生产能力、煤层地质赋存条件和机械化水平确定矿井全员效率为10t/工。劳动定员汇总表见附表10-2-1。183 表10-2-1劳动配备表序号工种出勤人数在籍系数在籍人数第一班第二班第三班小计一、生产工人14412690359　4791、井下生产工人122107773051.354122、地面生产工人221913541.2567二、管理及技术人员16141040　40生产人员小计160140100400　519三、服务人员17151042　42四、其他人员44310　10合计180158114452　5711、管理人员占原煤生产人员出勤人数的10%；2、服务人员占原煤生产人员的8%；3、其他人员占原煤生产人员在籍人数的2%；4、矿井井下工人占原煤生产工人的85%；183 第十一章项目实施计划第一节建井工期一、施工准备的内容与进度根据本矿井的具体条件，结合有关规定，矿井从办妥土地征购、施工准备人员进场开始至井筒正式开挖之日止为施工准备期。在此期间的主要工作和任务是：1、完成施工需用的交通运输、供电、通讯、供水、排水及工业场地平整等“五通一平”工作。2、完成施工需要的供热采暖、机修加工、材料堆放、施工人员办公和膳宿等地面建筑和设施。应尽量考虑利用永久建筑和设施。3、完成井筒开工的工程准备，包括井筒检查钻孔及地面预注浆工作等。4、安排好主要材料、设备的供应和订货。5、通过招标投标，优选、落实矿井施工队伍。6、做好对外协作工作，确保上述工作顺利进行。另据煤基字(1996)第235号文件精神，施工准备期内尚需完成以下工作：1、办理质量监督手续，并请煤炭工程造价管理站对项目工程合同进行开工前的复核。2、矿井开工前两个月，项目法人向煤炭工业基建管理部门报送开工申请报告，经批准后组织正式开工。183 根据上述准备工作量的大小，参考同类矿井建设经验，确定矿井施工准备期为1个月。二、矿井移交方式与移交标准1、矿井移交方式某地矿井依据矿井自然地理情况，利用两个井口开发开采全井田。依据开拓部署，一号井和二号井初期均各布置主斜井、副斜井和回风斜井三个井筒，各坑口首采区位于一号井井底车场附近的一采区5-1号煤层中和二号井井底车场附近的三采区6号煤层中。设计采用一次设计、一次建成投产的移交方式。矿井移交生产时，一号井井巷工程总长度为8578.6m，掘进总体积为105408.3m3；二号井井巷工程总长度为5909.3m，掘进总体积为74779.3m3。2、矿井移交标准①矿井矿建、土建、安装所有单位工程按设计标准全部建成；②经试运转和试生产考核，主要生产系统和设备性能良好，可以形成设计生产能力；③完成了环保、安全、消防等三个专篇。预验收，以及项目工程质量认证。三、井巷平均成巷进度指标183 井巷平均成巷进度指标是计算和确定矿井建设工期的依据和基础，其大小直接影响建设工期的长短。设计在对全国专业施工队伍施工水平调研的基础上，综合分析本矿井井巷布置、断面大小、提升运输及施工安全等具体的施工条件和特点，对井巷平均成巷进度指标进行确定，力求正确反映建设工期。井巷平均成巷进度指标如下：主、副斜井井筒表土段：50m/月；主、副斜井井筒基岩段：60～70m/月；回风斜井井筒表土段：50m/月；回风斜井井筒基岩段：60m/月；岩巷：100m/月；半煤岩巷：100～150m/月；煤巷：150～200m/月；硐室：岩500m3/月，煤600m3/月。四、井巷主要连锁工程一号井：根据井巷工程施工进度安排结果(见图10-1-1)，井巷主要连锁工程为：副斜井→5-1号煤层井底车场→5-1号煤层辅助运输大巷→首采工作面胶带顺槽；回风斜井→回风大巷→回风顺槽→开切眼。连锁工程总长度6222.3m，施工工期23.6个月。二号井：根据井巷工程施工进度安排结果(见图10-1-2)，井巷主要连锁工程为：副斜井→暗斜井及5-1号煤层平车场→6号煤东胶带运输大巷→6号煤首采工作面胶带顺槽；主斜井→清撒煤斜巷→6号煤东辅助运输大巷→6号煤回风顺槽→开切眼。183 连锁工程总长度3534.7m，施工工期14个月。五、三类工程施工组织原则1、始终抓住主要连锁工程，优化施工方案和顺序，缩短建设工期。2、合理安排施工力量，力争做到均衡施工，提高劳动生产率和设备利用率。3、三类工程相互创造有利施工条件，充分利用时间和空间进行平交叉作业，提高整体效益。4、紧紧围绕井巷工程，合理安排土建和安装工程的施工时间，适时形成矿井各个生产系统。六、建井工期预计一号井：矿井建设的关键是井巷工程，经井巷工程施工进度图表(见图10-1-1)排队，当井下同时施工的队伍为3个时，井巷工程施工工期为23.6个月，矿井设备安装8个月(其中7.6个月与井巷施工平行作业)，联合试运转试生产为2个月，则矿井建井工期为25个月，加上施工准备期1个月，则矿井建设总工期为26个月。二号井：矿井建设的关键是井巷工程，经井巷工程施工进度图表(见图10-1-2)排队，当井下同时施工的队伍为4个时，井巷工程施工工期为14个月，矿井设备安装6个月(其中5.0个月与井巷施工平行作业)，联合试运转试生产为2个月，则矿井建井工期为16个月，加上施工准备期1个月，则矿井建设总工期为17个月。183 七、加快建井速度的措施及建议1、做好施工前的准备工作，确保矿井开工后能连续施工。2、应组织技术力量强、施工经验丰富的施工队伍施工主要井巷工程，使矿井主要井巷尽早贯通，尽快形成全负压通风系统。3、井筒落底贯通后，应提前进行副斜井永久提升设备的安装工作，以加快建井期间的提升能力。第二节产量递增计划根据矿井建设工期安排结果，一号井井筒开工后26个月建成移交生产，二号井井筒开工后17个月建成移交生产。由于矿井设计为一次建成移交生产，故为矿井尽快达产创造了有利条件。矿井移交生产后，由于地质条件、开采技术都存在着一个逐步熟悉和掌握的过程，且生产工人的技术水平也有待提高，矿井难以立即达产。根据对国内一些矿井的达产时间调查，结合本矿井地质与开采条件，设计达产计划为：投产后第一年生产能力为600kt；第二年达到设计生产能力1200kt。183 第十二章投资估算与资金筹措一、编制说明1、投资范围及划分估算投资包括从筹建至达到设计生产能力前，设计规定的全部井巷工程、土建工程、设备及工器具购置、安装工程和工程建设其他费用的投资，预备费、建设期间贷款利息列入项目总造价。项目总投资见表12-4-1。2、投资估算编制依据(1)工程量：依据设计提供的工程量表、图纸、说明书及机电设备器材目录。(2)采用定额指标井巷工程：执行煤规字[2000]第48号文颁发的《煤炭建设井巷工程概算定额》（99统一基价）及《煤炭建设井巷工程辅助费综合预算定额（99统一基价）》。土建工程：执行煤规字〔2000〕183号文颁发的《煤炭建设地面建筑工程概算指标》（99统一基价）。机电设备安装工程：执行煤规字〔2000〕183号文颁发的《煤炭工业机电安装工程概算指标》（99统一基价）。183 工程建设其他费用：参考煤规字[2000]第48号文颁发的《煤炭工程建设其他费用指标》。(3)设备、材料预算价格及有关费用设备价格：采用询价、2005年《机电产品报价手册》以及《煤炭工业常用设备价格汇编》（九九版）材料预算价格：材料预算价格采用内蒙古准格尔旗地区2005年建筑安装材料预算价格，不足部分采用《煤炭工业安装工程定额外材料预算价格》（九九版）设备及材料运杂费：设备按原价的6%计算；材料及安装工程定额外材料按原价的8%计算。备品备件购置费：按设备价值的1%计算。(4)费用标准：执行煤规字〔2000〕第48号文。(5)基本预备费：执行煤规字〔2000〕第48号文，按13％计取。二、建设投资估算1.井巷工程费7613.45万元；2．地面建筑工程费3350.53万元；3．设备购置及安装工程费8575.51万元；4．工程建设其他费用1693.73万元；其中基本预备费用2442.76万元；5．建设期利息633.25万元；三、流动资金估算1．流动资产1699.05万元；2．流动负债242.80万元；3．流动资金需用量1456.25万元；183 四、项目总投资项目总投资构成（见附表12-4-1）表12-4-1项目总投资汇总表顺序单位工程或环节名称估算价值（万元）吨煤投资（元）占总投资比例（%）井巷工程土建工程设备及工器具购置安装工程工程建设其他费用合计一准备工程　325.1859.30238.92　623.405.202.85二井筒743.72　　　　743.726.203.40三井底车场巷道及硐室596.20　　　　596.204.972.73四主要运输道及回风道2232.80　767.970.87　3001.6325.0113.73五采区2840.12　2675.06131.37　5646.5547.0525.82六提升系统　　88.733.47　92.200.770.42七排水系统237.01　13.4328.60　279.042.331.28八通风系统　27.4941.7529.25　98.500.820.45九压风系统　　64.884.80　69.680.580.32十地面生产系统　829.29237.3240.34　1106.959.225.06十一安全技术及监控系统　　218.24338.59　556.834.642.55十二通讯调度和计算中心　　42.8275.63　118.450.990.54十三供电系统87.7362.34825.591120.06　2095.7317.469.58十四地面运输　　　　　　　　十五室外给排水及供热　247.26134.06154.97　536.304.472.45十六辅助厂房及仓库　132.18100.727.38　240.282.001.10十七行政福利设施　135.013.901.42　140.331.170.64十八场地设施　841.91　　　841.917.023.85十九居住区　311.44　　　311.442.601.42二十环境保护及"三废"处理　52.96123.4716.02　192.461.600.88二一其他基本建设费用　　　　1498.881498.8812.496.85　计6737.572965.075397.252191.701498.8818790.47156.5985.93廿二基本预备费(13％)875.88385.46701.64284.92194.852442.7620.3611.17　小计7613.453350.536098.892476.621693.7321233.23176.9497.10廿三建设期贷款利息　　　　633.25633.255.282.90　项目建设总造价7613.453350.536098.892476.622326.9821866.48182.22100.00　吨煤投资(元)63.4527.9250.8220.6419.39182.22　　　占总投资比重(%)34.8215.3227.8911.3310.64100.00　　183 其中：一号井估算表顺序单位工程或环节名称估算价值（万元）吨煤投资（元）占总投资比例（%）井巷工程土建工程设备及工器具购置安装工程工程建设其他费用合计一准备工程　162.5929.65119.46　311.705.202.45二井筒450.36　　　　450.367.513.54三井底车场巷道及硐室305.87　　　　305.875.102.41四主要运输道及回风道1315.35　556.190.43　1871.9631.2014.73五采区1782.61　1657.4478.64　3518.6958.6427.69六提升系统　　51.491.94　53.430.890.42七排水系统119.69　6.7112.66　139.062.321.09八通风系统　12.2221.4114.56　48.180.800.38九压风系统　　32.442.40　34.840.580.27十地面生产系统　419.46121.4120.82　561.699.364.42十一安全技术及监控系统　　109.03169.28　278.304.642.19十二通讯调度和计算中心　　21.4149.35　70.771.180.56十三供电系统44.1131.17486.58761.91　1323.7722.0610.42十四地面运输　　　　　　　　十五室外给排水及供热　123.6367.0377.49　268.154.472.11十六辅助厂房及仓库　66.09100.727.38　174.192.901.37十七行政福利设施　67.501.950.71　70.161.170.55十八场地设施　416.78　　　416.786.953.28十九居住区　155.72　　　155.722.601.23二十环境保护及"三废"处理　26.4863.2312.35　102.051.700.80二一其他基本建设费用　　　　767.90767.9012.806.04　计4017.981481.643326.691329.38767.9010923.59182.0685.96廿二基本预备费(13％)522.34192.61432.47172.8299.831420.0723.6711.18　小计4540.311674.253759.161502.20867.7312343.65205.7397.14廿三建设期贷款利息　　　　363.59363.596.062.86　项目建设总造价4540.311674.253759.161502.201231.3212707.24211.79100.00　吨煤投资(元)75.6727.9062.6525.0420.52211.79　　　占总投资比重(%)35.7313.1829.5811.829.69100.00　　183 二号井估算表顺序单位工程或环节名称估算价值（万元）吨煤投资（元）占总投资比例（%）井巷工程土建工程设备及工器具购置安装工程工程建设其他费用合计一准备工程　162.5929.65119.46　311.705.203.40二井筒293.36　　　　293.364.893.20三井底车场巷道及硐室290.33　　　　290.334.843.17四主要运输道及回风道917.45　211.780.43　1129.6718.8312.33五采区1057.51　1017.6252.73　2127.8635.4623.23六提升系统　　37.241.53　38.760.650.42七排水系统117.32　6.7115.94　139.982.331.53八通风系统　15.2820.3414.70　50.320.840.55九压风系统　　32.442.40　34.840.580.38十地面生产系统　409.84115.9119.52　545.279.095.95十一安全技术及监控系统　　109.21169.32　278.534.643.04十二通讯调度和计算中心　　21.4126.27　47.690.790.52十三供电系统43.6231.17339.01358.15　771.9512.878.43十四地面运输　　　　　0.000.000.00十五室外给排水及供热　123.6367.0377.49　268.154.472.93十六辅助厂房及仓库　66.09　　　66.091.100.72十七行政福利设施　67.501.950.71　70.161.170.77十八场地设施　425.13　　　425.137.094.64十九居住区　155.72　　　155.722.601.70二十环境保护及"三废"处理　26.4860.243.68　90.401.510.99二一其他基本建设费用　　　　730.97730.9712.187.98　计2719.601483.432070.56862.33730.977866.89131.1185.89廿二基本预备费(13％)353.55192.85269.17112.1095.031022.7017.0411.17　小计3073.141676.282339.73974.43826.008889.58148.1697.06廿三建设期贷款利息　　　　269.66269.664.492.94　项目建设总造价3073.141676.282339.73974.431095.669159.24152.65100.00　吨煤投资(元)51.2227.9439.0016.2418.26152.65　　　占总投资比重(%)33.5518.3025.5510.6411.96100.00　　五、分年度投资计划183 一号井建设工期为26个月，二号井建设工期为17个月，根据施工进度安排逐年投资，计算建设期贷款利息。详见表12-5-1。表12-5-1投资使用计划序号名称合计2006年2007年2008年2009年1总投资23322.736221.3915050.401812.80238.141.1固定资产投资21233.236105.3114535.11592.81　1.2建设期利息633.25116.08515.291.88　1.3流动资金1456.25　　1218.11238.142资金筹措23322.736221.3915050.411812.80238.142.1自有资金7868.512136.865087.29572.9271.442.1.1其中:固定资产投资7431.632136.865087.29207.48　2.1.2流动资金436.87　　365.4371.442.2借款15454.234084.539963.121239.88166.702.2.1长期借款14434.854084.539963.12387.20　2.2.2流动资金借款1019.38　　852.68166.70六、资本金筹措根据国发[1996]第35号文的规定，项目建设资金的65%拟采用银行贷款，贷款年利率为5.85%；另35%作为资本金，由企业自筹解决。183 第十三章财务评价一、基础数据与参数选取根据《煤炭工业建设项目经济评价方法与参数》和该项目拟组建组织管理机构的设想、以及该地区人力劳动资源确定。应收帐款最低周转次数45天；库存材料最低周转次数120天；库存产品最低周转次数7天；现金最低周转次数30天；应收帐款最低周转次数30天；产品销售价格按市场价格（委托方提供）；销售税金及附加：销项税13%；进项税17%；城市维护建设税1%；教育费附加3%；资源税3.0元/t；二、成本费用估算生产成本主要依据当地矿井实际生产成本及煤规字(1996)第501号文有关规定进行计算。详见表13-2-1。183 1、材料：根据该矿井设计生产工艺，结合同类型矿井的实际生产成本，估算原煤材料单位成本为16元/吨。表13-2-1总成本估算表序号项目名称单位成本（元/t）总成本（万元）1外购原材料16.0019202外购燃料及动力8.28993.63工资10.281233.64职工福利1.44172.75修理费1.58189.726折旧费6.36763.717井巷工程基金2.5300.08摊销费1.28153.009维简费5.00600.010地面塌陷补偿费0.2024.0011其他费用8.00960.0012安全费3.00360.013流动资金贷款利息0.4756.88生产成本合计64.397727.25其中：经营成本48.285793.632、动力：根据设计提供的吨煤电耗及该矿区生产用电单价进行估算，即1号井吨煤电耗为17.3kw.h，2号井吨煤电耗为16.5kw.h，0.49元/kw.h，则动力单位成本为8.28元/吨。3、工资：根据矿井设计生产工艺，结合矿井的全员效率，估算年人均工资为1800元/人.月，则计算单位成本工资为：10.28元/吨。4、职工福利：根据文件规定，职工福利基金占成本工资的14％。5、修理费：根据初期固定资产原值计算。183 6、折旧费：根据初期固定资产投资计算。其折旧办法执行煤规字(1996)第501号文的规定，一般采掘设备按10年折旧，通用设备按15年折旧，地面建筑工程按40年折旧计算。7、摊销费：根据煤规字(1996)第501号文的规定，将矿井初期的一切无形及递延资产按10年摊销列入生产成本。8、井巷工程基金及维简费：根据有关规定，吨煤成本分别为2.5元和5.00元(其中：2.5元进入经营成本，另外2.5元用于还款)。9、地面塌陷补偿费：按0.20元/吨估算。10、安全费用：按3元计算。11、其他费用：按8.00元估列。三、销售收入估算1.煤炭价格及销售收入的估算根据当地矿区近几年的平均销售情况，确定矿井原煤售价为140元/吨（含税价）。计算矿井年销售收入16800万元。2.销售税金及附加的估算本项目的销售税金及附加包括增值税、资源税、城市维护建设税及教育费附加。增值税：销项税13％，进项税17％，城市维护建设税按增值税的1％，教育费附加按增值税的3％分别计算。资源税按3元/吨计取。在正常年份计算销售税金及附加为1911.14万元。销售收入、销售税金及附加见辅助报表1。利润的计算及分配183 计算正常年份的年利润总额为7161.64万元，所得税后利润为4798.30万元。在利润分配中，每年按可供分配利润的10％提取盈余公积金。还清借款后，以折旧费归还以前年份偿还借款垫支的利润，并将这部分未分配利润转入分配。利润的计算及分配见基本报表2。四、财务分析1.盈利能利分析全部投资财务现金流量计算见基本报表1。根据损益表计算投资利润率、投资利税率：年利润总额投资利润率=──────×100％项目总投资=30.62％年利税总额投资利税率=──────×100％项目总投资=38.73％财务评价指标见表13-4-1。表13-4-1主要财务评价指标表名称指标单位税后内部收益率(全部投资)27.00%税前内部收益率(全部投资)35.45%内部收益率(自有资金)35.15%税后投资回收期5.45年税前投资回收期4.66年税后财务净现值(全部投资)25652万元税前财务净现值(全部投资)41109万元财务净现值(自有资金)25918万元投资利润率30.62%投资利税率38.73%资本金利润率60.80%183 借款偿还期(含建设期)4.80年盈亏平衡点(产量的比例)39.68%全部投资税后内部收益率为27.00％，大于基准收益率10％，税后财务净现值为25652万元，大于零，表明本项目除能满足行业最低要求外，还有盈余，因而在财务上是可以接受的。2.偿债能力分析偿债能力分析依据资产负债表、资金来源与运用表、借款还本付息表，计算项目的资产负债率、流动比率、速动比率及固定资产投资借款偿还期，以考察项目的财务状况及偿债能力。资产负债表见基本报表4。如表所示，资产负债率逐年递减，流动比率、速动比率在整个建设期内逐年增加，这表明项目的净资产能够抵补负债。资金来源与运用表见基本报表3。通过该表可以看出项目除能做到资金平衡外，还有盈余。借款还本付息表见辅助报表7。项目的固定资产投资借款偿还期(从借款开始年算起)为4.80年。通过以上分析可知项目具有较强的清偿能力。五、不确定性分析1.敏感性分析通过财务评价敏感性分析看出，销售价格的影响最大，销售产量的影响次之，而成本的影响相对来说较小。总之，通过上述分析该项目的各项指标，即使在不利的条件下，仍然是可行的。2.盈亏平衡分析根据计算期内的固定总成本及可变总成本计算盈亏平衡点如下：183 固定总成本BEP(生产能力利用率)=────────────────────×100％销售收入-可变总成本-销售税金及附加=39.68％BEP(产量)=120×39.68％=47.62万吨该项目只要达到设计规模的39.68％，也就是年产量达到47.62万吨，企业就可以保本，故该项目具有较强的抗风险能力。183 第十四章风险分析及防范对策第一节项目主要风险一、市场方面的风险分析某地矿井位于东胜煤田某地详查区，东胜煤田已探明储量为263亿t。某地煤矿，作为某某公司有限责任公司重点投资的中型矿井，其产品煤主要供给周围电厂。本区煤的灰分以低灰为主，主要可采煤层煤灰分值均低于10％，煤具高发热量和特低灰、特低硫、低磷、易磨等特点，是优质的动力用煤。通过对本区煤的各项化验指标及测试结果分析，煤质尚佳，为低变质的长焰煤，有害成分均不高，为高挥发分、中高发热量、高机械强度、高熔点、粘结性差的长焰煤，为良好的动力用煤，可供当地及周边大型发电厂。距本矿较近的电厂有准格尔国华电厂、在建的大饭铺电厂、筹建的前房子电厂、大唐托克托电厂等。原煤±50mm分级，-10mm产品直接供电厂洗煤厂，作为电厂洗煤厂的原料煤；＋50mm原煤经人工拣矸后，可供当地及周边地区民用和其它工业用煤，多余部分全部供电厂洗煤厂。预计本矿井投产后，具有良好的市场前景。根据目前国内电力供应形势及自治区发展能源战略安排，同时受煤炭需求旺盛的大盘影响，2005年煤炭价格下降的可能性几乎没有，煤炭供应紧张的形势短时间内也无法得到根本缓解，故183 不存在产品滞销或供大于求的问题，市场前景看好，市场方面风险较小。二、技术方面的风险分析某地煤矿以两个坑口两个综采工作面及综掘工作面和普掘工作面相接合保证矿井设计规模和正常生产接替，采掘设备选型立足国内，设备先进可靠，设备维修方便，开采技术成熟，矿井在生产及技术管理方面不存在大的风险。矿井井筒提升系统、井下运输系统、通风系统、排水系统和供电系统的设备选型先进可靠，在国内已普遍使用，不存在技术风险。三、资源方面的风险该井田煤炭资源勘探程度高，资源可靠，赋存平缓稳定，储量丰富，地质构造、水文地质条件及开采条件较为简单，适合井下开采。煤层稳定性好，厚度较大，结构简单，夹矸含量少，无需洗选，煤炭采出井田即可直接销售。煤层瓦斯含量低，不会发生破坏性瓦斯危害，资源条件及开采技术条件比较优越。对于煤尘具有爆炸危险性及煤层属易自燃煤层等不利开采因素，设计认为：以国内现有的成熟的开采条件，只要进行精心设计和加强管理，是完全能够得以治理和安全生产的。因此，资源方面的风险很小的。四、融资方面的风险分析矿井建设业主为某某公司有限责任公司，该公司始建于1985年，现已跻身于自治区20家重点煤炭企业，为自治区中型一档企业，公司净资产到2004年6月已达3.2亿元，员工1300多名，其中各类技术及管理人员357名，拥有23个企业，年原煤生产能力5.00Mt，焦炭0.05Mt，焦油5000t，活性炭3000t，超纯煤0.03Mt，电石0.02Mt，高岭土1000t。183 公司2003年销售原煤3.17Mt，焦粉0.02Mt，焦油1500t，实现销售收入17998.70万元，实现利润4787.97万元。根据某某公司煤炭有限责任公司生产经营情况分析，多年来企业运行良好，故融资方面不存在大的风险。特别是当前在国家实施的西部大开发战略中，自治区煤炭产业将为“西电东送”重点工程建设区域，自治区先后制定了一系列引资优惠政策，为本地区企业利用外资搞发展创造了良好的投资环境。综上所述，本矿井投融资风险不大。五、配套运输风险分析目前某某公司集团正在建设由沙圪堵镇到松树鄢的矿区公路，公路标准为二级柏油公路，可通行重载汽车，该公路穿过某地井田。距某地一号井工业场地和二号井工业场地均很近。向西8km与曹（曹家石湾）～羊（羊市塔）线柏油路相连，并经曹家石湾与109国道相通，交通条件十分便利，完全可满足矿井煤炭汽车外运销售的要求。矿区生产的煤炭可十分方便地运到附近的几座大型火力发电厂。交通条件十分便利。因此，运输方面亦不存在大的风险。第二节防范与降低风险对策1、进一步提高产品质量，加强产、运、销一条龙管理，在保证老用户的同时，积极开拓新市场，保证企业正常运营。2、加强职工业务素质培训，提高技术管理水平，降低技术方面风险。183 3、加强和规范矿井各种灾害的防治措施，委托有关技术权威机构，对矿井煤层顶底板管理、煤层自燃、煤尘具有爆炸危险性等进行研究，确保矿井安全生产和稳产高产。4、加强企业业务管理，提高企业知名度和信誉度，使企业经营保持良性的循环。183 第十五章研究结论和建议第一节推荐方案总体描述一、推荐方案总体描述1、一号井方案一：斜井开拓（见图4-1-1）某地一号井工业场地选择在某地村西南700m处的半山梁上，在工业场地布置主斜井、副斜井两个井筒，回风斜井设在距工业场地西北方向650m的半山坡上。一号井开拓水平设在5-1号煤中，采用＋1263m一个水平开拓开采井田内一采区和二采区。主斜井落底于+1248m水平，副斜井落底于+1263m，落底后设+1263m水平车场，后期井筒不再延深。+1263开采水平共设三组大巷，其中胶带大巷沿煤层顶板布置，辅助运输大巷和回风大巷沿煤层底板布置。矿井初期和后期大巷主运输均采用胶带输送机，大巷辅助运输均采用无轨胶轮车运输。矿井初期和后期均采用中央并列式通风系统，主、副斜井进风，回风斜井回风。矿井通风方式为机械抽出式。某地矿井全井田共划分5个采区，各采区均采用长壁式开采。，一号井采用三个井筒开拓开采井田内一采区和二采区，首采区为5-1号煤层+1263m井底车场附近的一采区5-1号煤层。2、二号井方案一：斜井开拓（见图4-1-1）某地二号井工业场地选择在某地村东北约2.5km的前太平梁的沟谷两侧，在工业场地布置主斜井、副斜井两个井筒，回风斜井设在距工业场地西北方向350m的地势平缓山坡上。183 二号井开拓水平设在6号煤中，采用＋1222m一个水平开拓开采井田内三采区和四采区。主斜井落底于+1223m水平，副斜井落底于+1222m，落底后设+1222m水平车场，后期井筒不再延深。+1222m开采水平共设三组大巷，其中胶带大巷沿煤层顶板布置，辅助运输大巷和回风大巷沿煤层底板布置。矿井初期和后期大巷主运输均采用胶带输送机，大巷辅助运输均采用无轨胶轮车运输。矿井初期采用中央并列式通风系统，主、副斜井进风，回风斜井回风。随着开采范围的不断扩大，逐步过度中央分列式通风系统,矿井通风方式为机械抽出式。某地矿井全井田共划分5个采区，各采区均采用长壁式开采。，二号井采用三个井筒开拓开采井田内三采区和四采区，其中五采区根据各井口服务年限比较可作为二号井四采区接替采区。首采区为6号煤层+1222m井底车场附近的三采区6号煤层。二、推荐方案优缺点1、一号井方案一：斜井开拓（见图4-1-1）优点：（1）工业场地选择在山梁上，场地宽阔，场地平整容易，挖方大于填方，平整后场地稳定性好，有利于工业建筑的基础建设。（2）工业场地与矿区公路连通方便，距离近，工程省，有利于煤炭外运，运营费用低。（3）采用斜井开拓，井口位于山梁之上，可避免夏季洪涝期淹井事故的发生。（4）183 工业场地位置靠近村庄，可减少基建初期生活设施建设费用和井筒施工准备期，尽早实施井筒施工。缺点：（1）斜井开拓不如平硐优越，提升、排水管理复杂。（2）井筒开拓工程量大，增加后期营运成本。从表4-1-1中可以看出，一号井方案一与方案二相比，虽然初期井下可比项目总投资多38万元，但地面可比项目工程总投资少289万元，矿井建设工期基本相同。因此，从经济上分析，一号井方案一也优于方案二。二号井方案一：斜井开拓（见图4-1-1）优点：（1）井筒工程量少，初期大巷工程量亦少，有利于缩短建井工期，尽快过产。（2）工业场地较为平整，挖填方工程量少，冲沟较为宽阔，汇水面积不大，有利于夏季防洪。（3）主斜井长度短，井筒装备简单，提升功率小，易于检修和维护，而且作为安全出口方便快捷。（4）首采区位于厚煤层中，有利于快速达产，形成生产规模。（5）矿井初期开采位置位于相对煤层埋藏较浅，煤层单一区域，对简化采区巷道布置十分有利。（6）工业场地压煤量少，可大大减少煤柱可采损失量。缺点：（1）井筒位置在井田可采煤层边界，后期开采，大巷运输距离长。（2）183 工业场地距矿区公路直线距离1.3km，初期场地外运公路铺设较长，且重车为上坡线路，煤炭外运费用较大。从表4-1-2中可以看出，二号井方案一与方案二相比，初期井下可比项目总投资少230万元，但地面可比项目工程总投资少179万元，矿井建设工期基本相同。因此，从经济上分析，二号井方案一也优于方案二。第二节主要对比方案描述一、对比方案描述1、一号井方案二：平硐开拓（见图4-1-2）某地一号井工业场地选择在某地村西约1.2km处，奎痛沟上源的一个冲沟内，在工业场地布置主平硐、副平硐两个井筒，回风斜井设在工业场地南侧100米处冲沟的半山坡上，一号井采用三个井筒开拓开采井田内一采区和二采区。其中一号井的斜井开拓方案和平硐开拓方案井下开拓大巷布置方式一样，故不作对比论述内容。2、二号井方案二：平硐开拓（见图4-1-2）某地二号井工业场地位置选择在窑坡村北350m的沟谷内，在工业场地布置主平硐、副平硐两个井筒，回风斜井设在距工业场地南部460m的山梁上，二号井采用三个井筒开拓开采井田内三采区和四采区。其中二号井的斜井开拓方案和平硐开拓方案井下开拓大巷布置方式一样，故不作对比论述内容。二、一号井和二号井开拓方案采纳的理由183 由于一号井和二号井各自开拓方案争论的焦点均是斜井开拓和平硐开拓对比，且一号井和二号井均推荐斜井开拓开采某地井田，故以下统一论述。虽然平硐比斜井开拓在井筒施工、提升、排水等方面提升不可比拟的优点，但是根据本井田地形情况，平硐设在狭长沟谷内，工业场地内建筑物布置困难，场地平整填方大于挖方，建筑物基础条件差；冲沟汇水面积大，不利于夏季防洪排涝，冲沟坡度大，易发生滑坡坍塌事故，工业场地护坡工程量大，井筒易受洪水威胁；工业场地与矿区公路连通线路长，重车上坡线路长，不利于煤炭外运；建井初期必须修建大量临时生活设施，建井准备期长；工业场地施工费用高，场区及外运公路长，煤炭外运成本高。此外，从开拓方案经济比较表4-1-1和表4-1-2看出，在本井田内平硐开拓比斜井开拓在初期井上下可比工程总投资均高出很多，且建井工期长。综上所述，从经济效益和安全生产等方面考虑，一号井和二号井均推荐采用斜井开拓开采某地井田。第三节结论和建议由于井田内古采空区和废弃小窑多达40多个，虽已关闭，但采空区的范围控制不很精确，建议在开采到小窑和古空附近时，应采用边探边采的方法。根据地质情况的变化和采空区实际范围随时更改采掘方案，特别应注意老空积水对矿井开采的影响和危胁。井田内煤层具有煤尘爆炸性，给矿井安全生产带有一定隐患，所以在矿井初期建井和正式投产时要作好防尘降尘措施，并设置隔爆抑爆设施，防止煤尘爆炸灾害发生和灾害事故扩大。井田内煤层属易自燃煤层183 ，在生产中容易引发矿井火灾的发生，进而有引发瓦斯煤尘爆炸的危险，同时给井下工人生命安全带来隐患，所以在生产施工期间要做好矿井综合防灭火工作，保证矿井安全生产。勘查区5-1和6号煤层顶底板岩石强度低，而且以软弱岩石为主，稳固性差，而且遇水具软化性，及易变形，有的崩解、底鼓，直接影响巷道底面平整和车辆运煤，这从附近矿井中得到证实是实际存在的一大隐患，应根据本勘查区实际情况，结合附近矿井的防治经验，从根本上解决这种不良工程地质问题。第四节矿井主要技术经济指标矿井设计主要经济指标表详见表15-4-1。15-4-1项目主要技术经济指标表序号指标名称单位指标备注1井田范围——1.1南北宽km5.551.2东西长km7.89～10.861.3井田面积km252.912煤层——2.1可采煤层层32.2可采煤层总厚度m5.522.3首采煤层厚度一号井5-1号煤m1.31二号井6号煤m4.32.4煤层倾角（°）1～3°3资源/储量——3.1资源量Mt59.853.2工业储量Mt59.853.3设计储量Mt55.54183 3.4设计可采储量Mt39.314煤类4.15-1号煤—BN31为主、CY414.25-2号煤—BN31为主、CY414.36号煤—BN31为主、CY415煤质5.1灰分（原煤/净煤）5-1号煤％8.90/4.975-2号煤％9.58/4.776号煤％9.82/4.975.2硫分（原煤/净煤）5-1号煤％0.37/0.465-2号煤％0.39/0.266号煤％0.26/0.225.3原煤挥发分5-1号煤％36.205-2号煤％35.656号煤％36.205.4发热量5-1号煤MJ/kg27.645-2号煤MJ/kg27.856号煤MJ/kg27.906矿井设计生产能力——6.1年生产能力Mt1.26.2日生产能力t/d40007矿井服务年限——7.1设计年限一号井a24.0二号井22.88矿井设计工作制度——8.1年工作天数d3008.2日工作班数班39井田开拓——9.1开拓方式一号井—斜井开拓二号井—斜井开拓9.2水平数目一号井个1183 二号井个19.3水平标高一号井m+1263二号井m+12229.4回风水平标高一号井m+1270二号井m+12449.5大巷主运输方式一号井—胶带输送机二号井—胶带输送机9.6大巷辅助运输方式一号井—胶套轮二号井—胶套轮10采区10.1回采工作面个数一号井个1二号井个110.2掘进工作面个数一号井个3二号井个310.3采煤方法一号井—综合机械化采煤二号井—综合机械化采煤10.4主要采煤设备10.4.1采煤机（MG150-AW）一号井台1二号井台110.4.2掩护式液压支架一号井架112组合顶梁液压支架二号井架15010.4.3SGB-630/150C刮板运输机一号井台1二号井台211矿井主要设备—11.1主提升800mm/75kW胶带输送机一号井台1主提升800mm/55kW胶带输送机二号井台111.2轴流通风机BK40-6-No16一号井台2轴流通风机BK54-6-No17二号井台211.3矿用耐磨离心水泵MD85-45×2一号井台3矿用耐磨离心水泵MD85-45×2二号井台311.4SM455A移动空压机一号井台4183 二号井台412建设用地——12.1用地面积一号井ha7.6二号井ha8.212.1.1工业场地一号井ha3.6二号井ha4.712.1.2风井场地一号井ha0.3二号井ha0.313地面建筑——13.1工业建（构）筑物总体积一号井m324221.31二号井m323032.9113.2行政公共建筑物总面积一号井m23146.35二号井m23146.3514人员配置14.1在籍员工总人数人57114.1.1其中：生产人员人40014.1.2原煤人员人35914.2原煤生产效率t/工1015项目投资——15.1建设项目总资金万元21866.4815.1.1其中：井巷工程万元7613.4515.1.2地面建筑工程万元3350.5315.1.3设备及工器具购置万元6098.8915.1.4安装工程万元2476.6215.1.5其它费用万元1498.8815.1.6其中：基本预备费万元2442.7615.1.7静态投资合计万元21866.4815.1.8建设期贷款利息万元633.2515.1.9动态投资合计万元23322.73.15.1.10铺底流动资金万元436.8715.2吨煤投资元/t182.22183 16原煤成本与售价——16.1原煤生产成本元/t64.3916.2原煤平均售价元/t14017某地井田建设工期——17.1建设工期一号井a26二号井1717.2投产至达产的时间a118财务评价主要指标——18.1财务内部收益率％27.0018.2财务净现值（īc=10）万元2565218.3投资回收期a5.4518.4投资利润率％30.6218.5投资利税率％38.7318.6贷款偿还期a4.80183'