煤厂扩建工程可行性研究报告 248页

'XX煤厂扩建工程初步设计代可行性研究报告目录前言1第一章井田概况及地质特征10第一节井田概况10第二节地质特征12第二章井田开拓23第一节井田境界及资源/储量23第二节矿井生产能力及服务年限25第三节井田开拓26第四节井筒31第五节井底车场及硐室33第三章大巷运输及设备35第一节大巷运输方式选择35第二节矿车35第三节运输设备选型36第四章采区布置及装备41第一节采煤方法41第二节采区布置43第三节巷道掘进46第59页 第五章通风与安全50第一节概况50第二节矿井通风51第六章主要设备63第一节提升设备63第二节排水设备82第三节通风设备83第四节压风设备87第七章地面生产系统90第一节煤质及用途90第二节煤的加工90第三节生产系统91第四节辅助设施92第五节地面运输93第八章总平面布置及防洪排涝95第一节概况95第二节总平面布置95第三节竖向设计及场内排水97第四节场内运输98第五节矿井其它工业场地布置99第六节管线综合布置100第七节防洪排涝101第九章电气102第一节矿井供电电源102第二节电力负荷102第三节送变电106第四节矿井主变电所106第五节地面供配电109第六节井下供配电111第七节通讯与计算机管理115第59页 第十章地面建筑117第一节设计原始资料及建筑材料117第二节工业与行政、公共建筑物118第十一章给排水与采暖、供热123第一节设计范围及设计依据123第二节给水124第三节排水127第四节室内给排水127第五节采暖及供热128第十二章节能减排130第一节节能130第二节减排134第十三章灾害防治与安全装备137第一节　顶板管理137第二节　瓦斯灾害防治的一般措施141第三节瓦斯抽采149第四节粉尘灾害防治156第五节防灭火164第六节防治水173第七节电气安全177第八节提升、运输安全183第九节安全监控188第十节矿山救护200第十一节其它安全措施202第十四章环境保护206第一节矿山地质环境206第二节环境保护措施207第三节水土保持及土地复垦210第十五章建井工期211第一节建井工期211第59页 第二节产量递增计划213第十六章技术经济214第一节劳动定员及劳动生产率214第二节投资概算与资金筹措218第三节原煤生产成本计算221第四节经济与财务评价224第五节矿井设计主要技术经济指标227第59页 附件1、主要机电设备和器材目录2、概算书3、四川省X先锋煤硫矿区德赶坝矿段X煤厂资源储量核实报告第59页 附录1、委托协议2、X煤厂营业执照、原煤炭生产许可证、原采矿许可证、原安全生产许可证3、四川省人民政府办公厅川办函【2007】16号“关于宜宾市煤炭资源整合方案的复函”4、川采矿区审字（2008）第141号“划定矿区范围批复”5、川国土资函【2009】821号“关于延长沐川县舟坝镇煤矿等矿矿区范围预留期的复函”6、川评审【2008】256号《四川省X先锋硫煤矿区德赶坝矿段X煤厂资源储量核实报告》评审意见书7、川国土资储备字【2008】216号《四川省X先锋硫煤矿区德赶坝矿段X煤厂资源储量核实报告》评审备案的证明8、川国土资矿开备[2009]2760号矿产资源开发利用方案备案表9、川国土资矿环备(2008)226号四川省矿山地质环境影响评价报告备案表及矿山地质环境影响评价报告结论10、宜市经煤【2008】446号“关于全市煤矿瓦斯等级鉴定结果的批复”11、X沙湾煤矿产权转让协议。12、XX煤厂C1、B2、B3、B4煤层突出危险性鉴定报告13、煤层自然发火倾向性、煤尘爆炸危险性检测报告14、高压供用电合同15、救护协议第59页 附图序号图名图号比例备注1地形地质及井上、下对照图C1018-1031:2000新制2开拓方式平面图C1018-109-11:2000新制3开拓方式A—A’剖面图C1018-109-2-11:2000新制4开拓方式B—B’剖面图C1018-109-2-21:2000新制5一采区巷道布置平面图C1018-163-11:2000新制6一采区巷道布置C—C’剖面图C1018-163-21:2000新制7一采区机械配备图(投产时)C1018-163-31:2000新制8H1滑坡体保护煤柱及剖面分析图C1018-271-11:2000新制9通风系统及网络图（容易时期）C1018-171-1示意新制10通风系统及网络图（困难时期）C1018-171-2示意新制11井下避灾路线图(投产时)C1018-171-3示意新制12一采区消防、防尘洒水及隔爆系统布置图C1018-8451:2000新制13安全监控系统传感器布置图（投产时）C1018-174示意新制14安全监控系统图C1018-274示意新制15地面高压供电系统图C1018-261-1示意新制16地面低压供电系统图（一）C1018-261-2示意新制17地面低压供电系统图（二）C1018-261-3示意新制18井下供电系统图C1018-261-4示意新制19调度通讯系统图C1018-262示意新制20井下运输系统图C1018-124示意新制21压风自救系统图(投产时)C1018-845-1示意新制22主井工业场地布置平面图C1018-4801:500新制23巷道断面图册C1018-1221:50新制第59页 前言XX煤厂（以下简称X煤厂）位于X县城巡场镇144°方向，直线距离约24km的X乡周家村。资源区划属X先锋硫煤矿区德赶坝矿段。根据四川省人民政府办公厅川办函〔2007〕16号“四川省人民政府办公厅关于宜宾市煤炭资源整合方案的复函”，XX煤厂为独立扩能矿井。四川省国土资源厅以“川采矿区审字(2008)第141号”批复了矿区范围。2008年6月四川省地质矿产公司在批准的矿区范围内进行了资源/储量核实，提交了《四川省X先锋硫煤矿区德赶坝矿段X煤厂资源储量核实报告》。四川省矿产资源储量评审中心以川评审（2008）256号评审意见书通过了该报告，四川省国土资源厅以川国土资储备字【2008】216号予以评审备案。受X煤厂委托，本公司编制了《XX煤厂扩建工程初步设计（代可行性研究报告）》，设计生产能力为90kt/a。一、设计编制依据(一)法律、法规、政策规定1、《中华人民共和国安全生产法》2、《中华人民共和国煤炭法》3、《中华人民共和国矿山安全法》4、《中华人民共和国矿山安全法实施条例》5、《矿产资源法》及《矿产资源开采登记管理办法》6、《中华人民共和国劳动法》第59页 前言XX煤厂（以下简称X煤厂）位于X县城巡场镇144°方向，直线距离约24km的X乡周家村。资源区划属X先锋硫煤矿区德赶坝矿段。根据四川省人民政府办公厅川办函〔2007〕16号“四川省人民政府办公厅关于宜宾市煤炭资源整合方案的复函”，XX煤厂为独立扩能矿井。四川省国土资源厅以“川采矿区审字(2008)第141号”批复了矿区范围。2008年6月四川省地质矿产公司在批准的矿区范围内进行了资源/储量核实，提交了《四川省X先锋硫煤矿区德赶坝矿段X煤厂资源储量核实报告》。四川省矿产资源储量评审中心以川评审（2008）256号评审意见书通过了该报告，四川省国土资源厅以川国土资储备字【2008】216号予以评审备案。受X煤厂委托，本公司编制了《XX煤厂扩建工程初步设计（代可行性研究报告）》，设计生产能力为90kt/a。一、设计编制依据(一)法律、法规、政策规定1、《中华人民共和国安全生产法》2、《中华人民共和国煤炭法》3、《中华人民共和国矿山安全法》4、《中华人民共和国矿山安全法实施条例》5、《矿产资源法》及《矿产资源开采登记管理办法》6、《中华人民共和国劳动法》第59页 7、《中华人民共和国环境保护法》8、《煤矿安全规程》（2009年版）9、《煤炭工业小型矿井设计规范》GB50399-200610、《矿井通风安全装备标准》(MT/T5016-96)11、《矿井防灭火规范(试行)》(1988年原煤炭部制定)12、《煤矿救护规程》13、《煤矿防治水规定》14、《中华人民共和国安全生产行业标准》AQ1055-200815、《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》16、《煤矿井下粉尘防治规范》17、《工业企业设计卫生标准》(卫生部制定)18、《矿井通风安全监测装备使用管理规定》19、大气环境质量标准(GB3095-96)二级标准20、地表水环境质量标准(GB3838-2002)五级标准21、污水综合排放标准(GB8978-96)22、工业企业噪声控制设计标准(GBJ87-85)23、煤矿生产场所空气中粉尘控制浓度的规定(MJ200-89)24、《电气装置安装工程施工及验收规范》GB50254～5025925、《建筑设计防火规范》GBJ16-87（97年版局部修订）26、《建筑灭火器配置设计规范》GBJ140-9027、《建筑防雷设计规范》GB50057-94（2000年版）28、《煤矿井下供配电设计规范》GB50417-200729、《煤矿安全生产基本条件规定》(国家安全生产监督管理局、国家煤矿安全监察局5号令)第59页 30、《煤矿建设项目安全设施监察规定》(国家安全生产监督管理局、国家煤矿安全监察局6号令)31、发改能源［2006］1039号文“关于加强煤炭建设项目管理的通知”32、国家安全生产监督管理总局（安监总规划［2006］146号）“禁止井工煤矿使用的设备及工艺目录(第一批)”，国家安全监管总局国家煤矿安监局（安监总煤装［2008］49号）“禁止井工煤矿使用的设备及工艺目录(第二批)”33、国家安全生产监督管理总局安监总煤行［2007］167号文“关于所有煤矿必须立即安装和完善井下通讯、压风、防尘供水系统的紧急通知”34、安监总煤调[2007]95号《关于加强小煤矿安全基础管理的指导意见》35、国家安全生产监督管理总局办公厅、国家煤矿安全监察局综合司（安监总厅煤行函［2008］70号）关于四川省加强小煤矿安全基础管理有关问题的复函36、川经煤炭函(2007)746号“转发关于在小煤矿推行专用回风井、壁式采煤法和支护方式改革的通知”37、四川省人民政府办公厅川府办发电（2008）100号《关于加快推进煤炭资源整合工作的通知》38、四川省安全生产监督管理局、四川煤矿安全监察局、四川省经济委员会川安监[2008]317号“关于推进煤矿安全高效矿井建设的实施意见”39、国务院安委会办公室安委办[2008]17号“关于进一步加强煤矿瓦斯治理工作的指导意见”40、四川省安委会办公室川安办[2009]46号“关于切实加强煤矿建设项目“三同时”管理的通知”第59页 41、川安监[2009]160号“关于矿山企业加强防雷电灾害的紧急通知”42、安监总煤监（2009）146号文“关于进一步加强煤矿建设项目安全工作的通知”(二)有关项目审批文件1、四川省人民政府办公厅川办函【2007】16号“关于宜宾市煤炭资源整合方案的复函”2、川采矿区审字（2008）第141号“划定矿区范围批复”3、川国土资函【2009】821号“关于延长沐川县舟坝镇煤矿等矿矿区范围预留期的复函”4、川评审【2008】256号《四川省X先锋硫煤矿区德赶坝矿段X煤厂资源储量核实报告》评审意见书5、川国土资储备字【2008】216号《四川省X先锋硫煤矿区德赶坝矿段X煤厂资源储量核实报告》评审备案的证明6、川国土资矿开备[2009]2760号《矿产资源开发利用方案备案表》(三)企业提供的资料1、《四川省X先锋硫煤矿区德赶坝矿段X煤厂资源储量核实报告》及配套图件2、XX煤厂C1、B2、B3、B4煤层突出危险性鉴定报告3、宜市经煤【2008】446号“关于全市煤矿瓦斯等级鉴定结果的批复”4、煤层自燃发火倾向性、煤尘爆炸危险性检测报告5、矿山救护协议6、供电合同7、项目组现场收集的其它相关技术资料二、设计的指导思想及技术原则第59页 1、认真贯彻执行《煤炭工业小型煤矿设计规定》、《煤矿安全规程》及相关规定，结合矿井实际情况，遵循“技术可行、安全可靠、方便实用、经济合理”的原则，尽量采用与矿井相适应的先进技术、工艺、设备，力求布局合理，系统完善，环节畅通，实现矿井正规、安全、高效、稳定生产。2、按照小型煤矿安全生产的基本条件要求，配备安全设施、设备，坚持“三同时”原则，尽力提高矿井的抗灾能力，注重环境保护。3、充分利用现有工业场地及其设施。三、设计要点1、开拓方式、水平及采区划分矿井位于珙长背斜南西翼，开采C1、B4、B3、B2和B1煤层。矿井开采煤层属于倾斜薄～中厚近距离煤层群，煤层间距0.43～10.13m，煤层厚度0.73～1.55m，煤层倾角15°~17°。设计将矿井划分为1个水平（+585m水平）、2个采区。原X煤厂范围内（矿井东部）的C1、B4、B3煤层已采空，将该区域划分为一采区；西部增扩区域划分为二采区。设计采用平硐开拓方式，全矿井共设计3个通达地面的平硐井筒，分别是主平硐、进风平硐和回风平硐。各井筒分述如下：1）+582m主平硐改造利用原X煤厂+582m主平硐作为矿井扩建后的主平硐，担负矿井煤炭、矸石、材料、设备的运输和进风、行人、敷设管线。2）+604.2m进风平硐改造利用原X煤厂+604.2m回风平硐作为矿井扩建后的进风平硐,担负辅助进风。第59页 3）+680m回风平硐原沙湾煤矿与本矿同属于一个业主，在资源整合前就已经关闭，其产权全部转移给本矿。设计改造利用原沙湾煤矿+680m主平硐作为扩建后的回风平硐,作为矿井的专用回风井。2、井口及工业场地布置主平硐井口位于矿井东南角矿区边界外的C1煤层顶板岩层中；进风平硐位于矿井北部煤层露头线外的煤层底板岩层中；回风平硐位于矿井西翼边界外的底板岩层中。设计利用原X煤厂主井工业场地及原沙湾煤矿工业场地进行补套完善以满足矿井扩建后的需要。3、采煤方法设计采用走向长壁采煤法，炮采工艺，单体液压支柱配金属铰接顶梁支护顶板，全部垮落法处理采空区。4、主要巷道布置及支护方式主平硐垂直煤层走向穿层布置于C1煤层顶板岩层中，均采用半圆拱断面，锚喷支护；进风平硐、运输大巷、采区上山及瓦斯抽采巷（兼区段集中运输巷）布置于距B1煤层20m的底板岩层中，均采用半圆拱断面，锚喷支护；回风平硐，回风大巷，总回风斜巷等布置于B1煤层20m的底板岩层中，采用半圆拱断面，砌碹支护（岩性稳定地段采用锚喷支护）；工作面风、机巷、开切眼为梯形断面，采用矿工钢架棚支护。5、提升运输主平硐及运输大巷选用CCG5.0/600型防爆柴油机车牵引矿车运输。矿车型号MGC1.1-6A，并配备材料车和平板板车运输材料及设备。第59页 一、二采区轨道上山均采用JTPB1.2×1.0/24型单滚筒矿用防爆提升绞车提升煤炭、矸石、材料及设备等，配套防爆电机功率55kW。一、二采区行人上山均采用RJY22-28/750型架空乘人装置运送人员。回采工作面采用刮板运输机运输；工作面机巷采用刮板运输机转载至溜煤斜巷，于瓦斯抽采巷（兼区段集中运输巷）装入矿车后采用轨道运输。6、矿井通风矿井采用对角式通风方式，机械抽出式通风方法。风井配备二台FBCDZ－6－№16B型矿用防爆对旋式轴流主要通风机，电机功率2×55kW，一台工作，一台备用。回采工作面采用全风压“U”型通风，掘进工作面采用局部通风机配抗静电、阻燃胶质风筒进行压入式供风。矿井反风方式为主要通风机配套电机反转反风。7、矿井排水矿井涌水通过主平硐水沟自流排出。8、矿井供电设计矿井采用双回路供电。利用现有底硐供电所10kVⅠ段母线电源作为矿井主电源，线路规格为LGJ-3×70mm2，供电距离约5km；备用电源（待建），拟采用底硐供电所10kVⅡ段母线，线路规格为LGJ-3×70mm2，供电距离约为5km。地面变电所采用单母线分段运行方式，矿井两回10kV电源，一回路运行，另一回路带电备用。主平硐工业场地安设S11-M-250/10/0.4kV型变压器2台第59页 （其中一台工作，一台备用）供主平硐工业场地设备用电；风井安设2台S11-M-160/10/0.4kV型变压器（其中一台工作，一台备用），供主要通风机用电；瓦斯抽采泵站安设2台KBSG-100/10/0/69kV型隔爆干式变压器（其中一台工作，一台备用），供瓦斯抽采泵用电。矿井采用双回路10kV高压入井，入井电缆为MYJV22-8.7/10-3×35型矿用交联聚乙烯绝缘钢带铠装聚氯乙烯护套电力电缆。采区变电所设KBSG-315/10/0.69kV型隔爆干式变压器二台，供采掘设备、绞车等设备用电；另设KBSG-50/10/0.69kV型隔爆干式变压器二台，供局部通风机专用。局部通风机采用双风机双电源，主、备电源均采用“三专”（即专用变压器、专用开关、专用电缆）。局部通风机选用的双电源局部通风机专用开关可与掘进工作面中的电气设备实现风电、瓦斯电闭锁，并能实现双风机、双电源自动切换。井下硐室、轨道上山上、下车场等设固定照明灯，电压等级为127V。主要通风机、瓦斯抽采泵站、压风机房和监控中心站实行双回路供电。9、安全监控矿井安装KJ90NA型监控系统，地面设中心站，井下设分站，按《煤矿安全规程》和《煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范》(AQ1029-2007)的有关规定安装各类传感器。10、矿井消防、防尘、压风管路及通讯系统等按《煤矿安全规程》及有关规定、规范装备。四、主要技术经济指标1、矿井设计生产能力：90kt/a。2、矿井保有地质资源/储量2404.0kt；工业资源/储量2404.0kt；设计可采储量1728.9kt。3、矿井开拓方式：平硐开拓。4、矿井服务年限：13.7年。5、矿井投产时的采区数及工作面数：1个采区、1个采煤工作面、2第59页 个掘进工作面。6、矿井瓦斯等级：高瓦斯矿井。7、矿井移交生产时井巷工程量总计7141m，工程总量43840m3　。其中：改造利用巷道827m，改造工程量1380m3；新掘巷道6314m(岩巷5206m，工程量35607m3；半煤巷1108m，工程量6853m3　),新掘井巷工程总量42460m3。8、矿井设计掘进率：70m/kt。9、工业场地占地面积1.47hm2。10、全员工效：0.95t/工。11、矿井劳动定员：408人，其中井下工人217人。12、矿井固定资产静态投资：2234.19万元其中：井巷工程：864.52万元土建工程：152.10万元设备及工具器购置费：738.40万元安装工程：348.39万元工程建设其它费用：130.78万元13、新增能力吨煤固定资产静态投资：372.36元14、铺底流动资金：147.70万元15、项目总投资：2381.89万元16、矿井施工工期：23个月17、税后财务内部收益率：27.74%18、税后财务净现值：3934.51万元19、税后投资回收期：4.74年第59页 第一章井田概况及地质特征第一节井田概况一、位置及交通矿井位于位于X县城巡场镇144°方向，直线距离约24km的X乡境内，矿区中心地理坐标为：东经104°51′12.5″，北纬28°17′02.5″。工业场地有2km泥结碎石公路与珙(县)～兴(文)公路连接，经巡场镇可达宜宾、泸州、内江等地，详见交通位置图。二、地形地貌矿区位于四川省南部边缘向云贵高原的过渡地带，属中深切割的低中山地貌。矿区总体地势北高南低，最高海拔1040m，最低海拔+570m，相对高差470m。三、地表水系区内属长江水系，矿井范围内无大的地表水体，仅发育季节性溪沟或冲沟。四、气象及地震1、气象矿区属亚热带季风气候，气候温和、潮湿、雨量充沛、冬春多雾及绵雨。据仙峰气象站(2004～2005年)资料：年降雨量1000～1300mm，历年平均降雨量1193.9mm。第59页 第59页 2、地震根据《建筑抗震设计规范》GB50011-2001附录A“我国主要城镇抗震设防烈度、设计基本地震加速度和设计地震分组”，X抗震设防烈度为Ⅵ度，设计基本地震加速度值为0.05g，所属的设计地震分组为第一组。五、矿区经济区内以农业经济为主，主要工业是煤矿开采。六、水源、电源和通讯条件1、水源条件矿井生活及井上、下消防、防尘用水均来自X乡自来水管网系统。2、电源条件现有底硐供电所10kVⅠ段母线电源作为矿井主电源，线路规格为LGJ-3×70mm2，供电距离约5km；备用电源（待建），拟采用底硐供电所10kVⅡ段母线作为矿井备用电源，线路规格为LGJ-3×70mm2，供电距离约为5km。3、通讯条件电信局通信光缆已由电信局架设至矿井工业场地，中国移动、中国联通网络信号覆盖全矿区。第二节地质特征一、地层矿区主要出露地层为二叠系上统宣威组(P2x)、三叠系下统飞仙关组(T1f)，现由老至新分述如下：1、二叠系上统宣威组(P2x)为矿区含煤地层，系近海沉积，厚度137.20～174.64m，一般厚度156.17m左右，第59页 按含煤性、标志层及底部的峨眉山玄武岩尖灭带等特征划分为四段。即顶部第四段（相当于原C煤组）、中上部第二、三段为主要含煤层段（相当于原B煤组），下部第一段（相当原A煤组）。矿区内出露第二加三段以及第四段，按岩性特征分述如下：（1）第二加三段(P2x2+3)以B4煤层顶界为上限，A1煤层底界为下限，厚度为94.94～114.03m,平均102.74m。上部浅灰、灰色粘土岩、粉砂岩、泥岩含团块状菱铁矿结核，局部夹细砂岩。中下部浅灰色砂质泥岩、粘土岩、夹菱铁质粘土岩。下部为浅褐灰色粘土岩、菱铁质粘土岩及薄层菱铁矿。上部含B4、B3煤层，全区稳定可采。中上部含B2、B1煤层局部可采。（2）第四段(P2x4)以B4煤层顶界为下限，K9灰岩底界为上限。厚度为26.45～41.16m，平均35.58m，深灰、暗灰色砂质泥岩、粉砂岩、钙质泥岩、生物碎屑灰岩，中下部为生物碎屑灰岩即K7标志层。本段含局部可采的C1煤层和煤线4层，以含腕足类、螺类、瓣鳃化石和植物化石为特征。上与飞仙关组下与宣威组二加三段均为整合接触。2、三叠系下统飞仙关组(T1f)本组可分为五段，大面积分布于矿区中部及南西侧。各段特征分述如下：（1）第一段（T1f1）主要岩性为灰绿、浅灰绿色泥岩、砂质泥岩夹粉砂岩、少量细砂岩，顶部为鲕状灰岩，下部含网状方解石脉，底部为泥质灰岩，（K9标志层）。厚度72.40～93.75m，平均81.79m。上与飞仙关组二段，下与宣威组四段均为整合接触。（2）第二加三段（T1f2+3)第59页 主要岩性为紫红色、紫灰色砂质泥岩、粉砂岩，夹少量生物碎屑灰岩、细砂岩，下部为紫灰、灰绿色砂质泥岩、粉砂岩，夹少量生物碎屑类岩、细砂岩，下部为紫灰、灰绿色砂质泥岩夹粉砂岩。厚度为172.83～218.43m。平均200.31m。上与飞仙关组四段、下与飞仙关组一段均为整合接触。（3）第四段(T1f4)主要岩性为灰紫、紫红色薄至中厚层状粉砂岩夹砂质泥岩、细砂岩、少量生物碎屑细条带，含较多钙质结核。顶底部为灰绿色泥岩或砂质泥岩。厚度78.8～102.6m，平均96.10m。上、下与飞仙关组五段、二加三段均为整合接触。（4）第五段(T1f5)岩性为紫红色砂质泥岩夹细砂岩、粉砂岩、泥灰岩薄至中厚层条带，含瓣鳃类螺类化石。厚度109.47～150.0m，平均125.29m。上与嘉陵江组一段，下与飞仙关组四段均为整合接触。二、构造矿区位于珙长背斜南西翼，为一由西向南东有收敛趋势缓倾斜的弧行构造，地层产状平缓，变化不大，倾向220°～260°，倾角一般7°～20°。煤层与地层产状基本一致，部分地段煤层顶底板岩石呈微波状起伏形态。区内有一处滑坡体(H1滑坡体)存在，其处位于矿区北西部边界附近(木林口和木瓜坪一带)，面积约0.07km2，滑动方向北东向，滑坡体可辨地层界线，滑动位移不大，对煤层露头有一定影响，对煤层开采有轻度影响，是一老滑坡体。矿山开采可使斜坡稳定状态的进一步发生变化，产生新的滑坡、崩塌。因此滑坡分布地段应留足保安煤柱。第59页 根据川评审【2008】256号《四川省X先锋硫煤矿区德赶坝矿段X煤厂资源储量核实报告》评审意见书，矿井地质构造简单至中等。三、煤层矿区含煤岩系属上二叠统宣威组（P2x），地层厚度137.20～174.64m，一般厚度156.17m左右，属海陆过渡相沉积。岩性以粘土岩、泥岩、砂质泥岩、细砂岩为主，夹薄层生物碎屑石灰岩，硅铁质砂岩数层；含煤5～13层，总厚4.96～7.61m，平均5.72m，含煤系数3.66%，其中可采和局部可采煤层共5层，从上至下煤层编号分别是C1、B4、B3、B2、B1，总厚3.94～6.44m，平均4.61m，可采含煤系数2.95%。可采和局部可采煤层多集中分布于煤系地层的中上部，煤系地层下部多见薄煤线及炭质泥岩，富含铁质沉积物。现将各煤层特征分述如下：1、C1煤层位于P2x4中下部，煤层厚度0.68～0.88m，平均0.73m。煤层厚度变化幅度较大，属较稳定全区可采煤层。2、B4煤层位于P2x2+3顶部，上距C1煤2.33～8.54m，平均5.90m；煤层厚1.25～1.40m，平均1.30m。煤层厚度变化幅度小，属稳定可采煤层。多以复杂结构产出，矸石1-2层，厚0.01～0.09m，少数为单一结构。3、B3煤层位于P2x2+3中上部，上距B4煤0.43～10.13m，平均4.45m；煤层厚1.45～1.62m，平均1.55m。煤层厚度变化幅度小，属稳定可采煤层。多以单一结构产出，局部见矸石0～1层。4、B2煤层位于P2x2+3中上部，上距B3煤0.58～3.15m，平均2.23m；煤层厚0.71～第59页 0.96m，平均0.78m。煤层厚度变化幅度较大，属较稳定局部可采煤层。为多层结构，矸石位于煤层中下部，矸石厚0.03～1.92m。5、B1煤层位于P2x2+3中上部，上距B2煤层4.32～9.75mm，平均6.55m，煤层厚0.71～0.78m，平均0.75m。煤层厚度变化幅度较大，属较稳定局部可采煤层。多为结构简单的薄煤层，局部含矸石0～1层，多分布于煤层下部，矸石厚0.01～0.04m。可采煤层特征详见表1-2-1。表1-2-1可采煤层特征表煤层编号层间距(m)煤层倾角顶底板岩性顶板底板C115～17°泥岩泥岩B415～17°粘土岩泥岩B315～17°粘土岩泥、粘土岩B215～17°泥岩粘土、粉砂岩B115～17°泥岩、粉砂岩粘土岩四、煤类、煤质及煤的用途1、煤类按《煤炭质量分级标准》（GB/T15224.1-2004）：C1煤层为高灰、高硫、低热值无烟煤；B4煤层为中灰、高硫、中热值无烟煤；B3煤层为中灰、中高硫、中热值无烟煤；B2煤层为高灰、特低硫、低热值无烟煤；B1煤层为高灰、特低硫、低热值无烟煤。各煤层工业牌号均为WY03。第59页 2、煤质特征1）煤的物理特征详见表1-2-2表1-2-2煤层煤岩物理特征表煤层名称煤岩类型物理性质结构构造燃烧试验宏观煤岩类型显微煤岩类型颜色条痕光泽断口B4半亮型半暗型暗淡型丝质亮煤、半镜质丝质亮煤、有结构丝质体丝质亮煤、丝质暗煤。黑灰色黑灰色似金属光泽、金刚光泽、半金属光泽参差状、似平坦状条带状细条带状、线理状、均匀状层状似层状无烟，无焰，不膨胀，不粘结B3半暗型半亮型暗淡型丝质亮煤、半镜质丝质亮煤。黑灰色黑灰色似金属光泽、金刚光泽、半金属光泽参差状、似平坦状细条带状、线理状均匀状层状、似层状无烟，无焰不膨胀，不粘结B2半暗型半亮型暗淡型丝质亮煤、半镜质丝质亮煤、有结构丝质体丝质亮煤黑灰色黑灰色似金属光泽、金刚光泽、半金属光泽参差状、似平坦状细条带状、条带状线理状均匀状层状、似层状无烟，无焰不膨胀，不粘结B1半亮型半暗型暗淡型丝质亮煤、半镜质丝质亮煤。黑灰色黑灰色似金属光泽、金刚光泽参差状条带状细条带状线理状均匀状层状、似层状无烟，无焰不膨胀，不粘结2）煤的化学特征详见表1-2-3。表1-2-3煤质指标特征表煤层代号灰分（％）挥发分（％）固定炭（％）水分（％）全硫（％）发热量（MJ/kg）C143.1110.8746.181.097.0418.11B429.811.3560.321.324.0424.22B326.2210.5263.071.712.1825.05第59页 B239.439.9951.401.250.2819.49B139.959.5147.821.460.2618.083、煤的用途矿井所采煤炭主要用作电煤，少量民用。四、水文地质矿区属于中深切割的低中山区，沟谷发育，地形切割强烈，地形坡度较大，一般大于30°，大气降雨易形成地表迳流，不利于大气降雨的渗入补给。区内P2x4+T1ƒ1-2-3顶板为裂隙溶隙含水层，多为反向陡坡，其地下水补给条件差，补给源主要为同层水的补给，顺层流动。该含水层的地下水动态与季节变化同步，但变化幅度小于降雨量的变化幅度。矿井最低排泄面标高+582m，位于矿段当地侵蚀基准面（+462.5m）之上，矿井涌水可通过平硐自然流出。1、主要含（隔）水层特征矿区内出露地层由老至新有P2x、T1ƒ1-2-3、T1ƒ4-5。其中P2x4为裂隙溶隙含水层，T1ƒ1-2-3为间互层状碎屑岩类裂隙含水层，其余为相对隔水层。P2x4和T1ƒ1-2-3含水层对煤层开采均有影响。现分叙如下。（1）二叠系上统宣威组第四段（P2x4）：以B4煤层顶界为下限，K9灰岩底界为上限。平均厚度35.58m，深灰、暗灰色砂质泥岩、粉砂岩、钙质泥岩、生物碎屑灰岩，中下部为生物碎屑灰岩即K7标志层。主要为裂隙、溶隙含水。上部岩石抗风化力较强，在地形上常形成陡坡或陡崖。故补给条件较差，泉点出露较少，其流量为0.027～3.329l/s，水质为SO4～Ca·Mg型。属富水性弱～中等的单斜裂隙、溶隙含水层。该层是主要煤层B4的直接顶板，是煤矿矿坑充水的主要含水层之一。第59页 （2）三叠系下统飞仙关组第一至三段（T1ƒ1-2-3）：其下部主要为泥质灰岩夹泥岩组成，中、上部主要由泥岩、粉砂岩、粉砂质泥岩组成，呈间互状产出。厚254～310m，平均282m。裂隙含水。T1ƒ1-2-3地层出露处为反向坡，地下水补给条件差，泉点出露较多，但多为季节性的下降泉，流量一般为0.0224～1.638l/s，水质为SO4·HCO3～Ca型。属富水性弱～中等单斜层间裂隙含水层。（3）三叠系下统飞仙关组第四至五段（T1ƒ4+5）：主要由泥岩、粉砂岩等组成，厚188.27～252.6m，平均厚221.39m。浅部风化裂隙微弱含水，为相对隔水层。同时又位于煤矿采空区顶板塌陷带导水裂隙发育高度之上，足可阻隔上部嘉陵江组（T1j）岩溶含水层中岩溶水对煤矿开采的影响。2、矿坑充水水源（1）地表水区内仅发育洛普河一条常年性地表水体，该河发源于矿区东部大龙塘(暗河出口)，源头流量为0.48～61.825m3/s，由东向西逐渐远离矿区。河谷呈“U”形。在矿区西端(底硐附近)河流标高+462.5m，是矿区西段的当地侵蚀基准面。龙塘标高+510.86m，是东段P1灰岩中岩溶发育深度控制基面。河流在德赶坝矿段东端切割含矿地层，是矿段的最低自然排水标高。矿井距水体较远，且开采下界标高＋582m高出地表水体最低点标高119.5m，可见该地表水对矿井开采无影响。（2）老窑积水区内煤矿开采历史悠久，但较大规模的开采还是始于90年代，老窑多为平硐开采、老采空区积水可通过平硐自然排出。（3）地下水区内对矿坑充水具有常年稳定补给来源的主要是B4第59页 顶板含水岩组（T1ƒ1-2-3）的裂隙、溶隙水。该含水层呈间互层状结构，为裂隙、溶隙含水的单斜承压含水岩层。是B4煤层的直接顶板，为矿井的主要充水水源，其充水方式以裂隙渗入为主。（4）大气降雨的渗入影响矿区大气降雨比较丰富，而地形起伏大、切割较深，不利于大气降雨的渗入补给。但随着煤矿层的采空面积不断增大，在采空变形影响高度范围内可能在地表形成塌陷和地裂缝，大气降雨可沿着地裂缝渗入地下成为矿坑充水水源之一。3、矿井涌水量根据储量核实报告预测结果，矿井正常涌水量为600m3/d，最大涌水量为1200m3/d。按《煤矿防治水规定》划分，矿井水文地质条件属中等类型。五、瓦斯、煤尘及煤层自燃1、矿井瓦斯据宜市经煤[2008]446号“关于全市煤矿瓦斯等级鉴定结果的批复”，本矿为高瓦斯矿井，绝对CH4涌出量为2.13m3/min，相对涌出量为31.59m3/t。煤炭科学研究总院沈阳研究院2009年12月鉴定X煤厂C1、B2、B3、B4煤层没有煤与瓦斯突出危险性。2、煤层自然发火倾向性和煤尘爆炸危险性据四川省煤炭产品质量监督检验站《检测报告》[M051737、M051738、KB070306、KB070307]，X煤厂B4、B3、B2煤层均为Ⅲ类不易自燃煤层，C1煤层为Ⅱ类自燃煤层；B4、B3、B2、C1煤层均无煤尘爆炸危险性。根据《四川省X先锋硫煤矿区德赶坝矿段煤矿精查地质报告》，矿井开采的B3、B4、C1煤层均无煤尘爆炸危险性，B1、B2煤层具有煤尘爆炸危险性；第59页 B1、B2煤层属不易自燃煤层，B3、B4煤层属自燃～不易自燃煤层，C1煤层属自燃煤层。鉴于此，为提高矿井安全性，各煤层按自燃煤层、有煤尘爆炸危险性设计。六、地温及冲击地压矿井属地温正常区，无冲击地压。七、煤层顶底板及工程地质条件1、煤层顶底板C1煤层局部有0.06～0.10m灰黑色炭质泥岩伪顶；直接顶为半坚硬薄～中厚层状砂质泥岩或粉砂岩，厚度2m；底板为深灰色泥岩～灰色粘土岩。B4煤层伪顶为0.02～0.10m灰黑色炭质泥岩；直接顶为灰～深灰色粉细砂岩，厚度3m，底板为浅灰色粘土岩。B3煤层顶板即B4煤层底板，厚度4m，底板为浅灰色粘土岩。B2煤层局部有0.02～0.06m的炭质泥岩伪顶；直接顶板为灰色粘土岩或粉砂质泥岩，厚度22m；底板为浅灰色粘土岩。B1煤层局部有0.02～0.04m炭质泥岩伪顶；直接顶为灰色粉砂岩或泥岩，厚度3m；底板为浅灰色粘土岩。2、井巷围岩巷道在穿越T1f1-3地层时，井巷围岩多为砂岩，岩体较完整，围岩稳定性较好。但在断层破碎带及节理密集带，岩体的完整性被破坏，围岩稳定性较差，容易出现冒顶、垮帮、掉块等。巷道进入P2x地层后，井巷围岩为砂岩时，围岩稳定性较好；井巷围岩为泥岩时，顶板稳定性较差。沿煤巷道，由于B3、B2、B1煤层的顶板为泥岩、粘土岩，底板为粘土岩，均为软质岩石，易出现底鼓现象。而C1、B4第59页 煤层的直接顶板为砂岩，其力学性质好，且岩体较完整，稳定性较好。根据矿井巷道揭露情况，煤层顶板多为砂质泥岩、底板一般有0.10～0.20m的岩性为炭质泥岩和粘土岩。煤层顶板较稳定，但局部地段有平均0.2m炭质泥岩伪顶，随采随落，不易管理；底板多为粘土岩、泥岩及砂质泥岩，吸水性强，遇水后易膨胀。3、区内H1滑坡体处位于矿区北西部边界附近(木林口和木瓜坪一带)，面积约0.07km2，滑动方向北东向，滑坡距工业场较远，矿井进行煤炭开采时留足保安煤柱，避免新的地质灾害产生。综上所述，矿井工程地质条件中等。八、地质勘查程度及存在的问题1、2004～2006年由四川省地堪局二0二地质队对先锋矿区德赶坝矿段进行勘探，2006年5月提交了《四川省X先锋硫煤矿区德赶坝矿段煤矿精查地质报告》，X煤厂即位于该勘探区浅部。2、2008年6月，四川省地质矿产公司划定矿区范围内进行了资源储量核实工作。通过上述工作，查明了矿区构造形态、地层时代、层序、厚度及出露位置，查明了可采煤层的层数、层位、厚度及分布范围，查明了可采煤层煤质特征和工艺性能，确定了可采煤层的煤类及其工业利用方向；基本查明了矿区水文地质条件、采空区范围、可采煤层顶底板条件及工程地质条件；满足矿井设计需要。2、存在的问题与建议矿井露头附近小煤窑较多，且均已关闭，无法实测小煤窑开采形成的老空区范围，采空区位置及范围主要根据访问绘制。建议企业在建设和生产过程中应进一步调查其位置和开采范围，并采取相应安全措施。第59页 第二章井田开拓第一节井田境界及资源/储量一、井田境界根据四川省国土资源厅川采矿区审字(2008)第141号《划定矿区范围批复》，X煤厂由1～12号拐点圈闭，详见表2-1-1。矿井走向长约1300m，倾斜宽约450m，面积0.5km2，许可开采标高+698～+582m，许可开采C1、B4、B3、B2和B1煤层。表2-1-1矿井拐点坐标表拐点号XY拐点号XY131302503548565073130175354851802312994535485900831302153548514033129925354859209313026035485220431296653548608010313051035484975531296803548570011313081635485320631297603548553012313058835485502矿井浅部为煤层风氧化带；西为已关闭的瑞华煤矿，南为底硐煤矿、永富煤矿；东为已关闭的石板田煤矿。本矿与现存合法邻矿间在划定矿界时留有矿界煤柱，无矿权争议。二、资源/储量1、地质资源/储量矿井保有地质储量2404.0kt（122b）。四川省国土资源厅以“川国土资储备字[2008]216号”文对《四川省X先锋硫煤矿区德赶坝矿段X第59页 煤厂资源储量核实报告》予以评审备案。2、工业资源/储量（Zc）工业资源/储量(Zc)＝111b+122b+2M11+2M22+333k式中：k——333资源量的可信度系数，取0.8。矿井工业储量：Zc＝2404.0kt3、设计资源/储量（Zs）Zs＝Zc－A1－A2－A3－A4式中：A1——断层煤柱煤量，kt；A2——防水煤柱煤量，kt；A3——井田境界煤柱煤量，kt；A4——地面建(构)筑物煤柱煤量，kt。设计区无断层煤柱、地表水体防水煤柱、井田境界煤柱。矿区北东木瓜坪和木林口之间存在H1滑坡体，设计按岩层移动角法留设了H1滑坡体保护煤柱，如图以C1018-127-1。经计算滑坡体保护煤柱煤量约为370.0kt。矿井资源设计储量：Zs＝2404.0－370.0＝2034.0kt4、可采储量（Zk）矿井设计可采储量Zk按下式计算：Zk＝(Zs－A5－A6－A7)×C式中：A5—井筒保护煤柱煤量，ktA6—工业场地保护煤柱煤量，ktA7—主要井巷保护煤柱煤量，ktC—采区回采率，开采煤层为薄煤层，C＝85%。本矿无井筒保护煤柱、工业场地保护煤柱煤和主要井巷保护煤柱。第59页 矿井设计可采储量Zk＝2034.0×85%＝1728.9(kt)第二节矿井生产能力及服务年限一、工作制度矿井年工作日330天，采用“三·八”作业制度，“自采自准”循环作业方式。二、设计能力根据矿井煤层赋存条件、开采技术条件、开拓方式、地质构造，外部运输、供电、供水、市场销售等，对矿井设计生产能力综合分析研究如下：1、外部环境及市场条件矿井所产原煤主要供应宜宾、内江电厂，用户稳定，市场容量大、矿井宜适度加大开发强度，提高矿井生产能力。2、资源条件及工作面布置矿井设计可采储量1728.9kt。若矿井建设规模为60kt/a，则矿井服务年限20年，布置1个采区、1个炮采工作面生产可达到设计生产能力。但矿井服务年限偏长，不能充分发挥工作面生产潜能，不利于投资回收，易造成投资风险。若矿井建设规模为90kt/a，则矿井服务年限13.7年，服务年限符合规范要求。井下布置1个采区、1个炮采工作面生产可达到设计生产能力，矿井开发强度适中，经济效益相对较好。如设计生产能力确定为150kt/a，则矿井服务年限8.2年，虽然矿井服务年限符合规范要求且相对合理，但矿井范围采用炮采工艺生产，由于一采区范围内仅可开采B1、B2第59页 煤层，并且层间距离很小，不宜在两个煤层中各布置1个工作面同时进行开采，势必导致全矿需布置两个采区、2个工作面同时生产方可达到150kt/a生产能力。矿井西部靠近已开采完毕并关闭的沙湾煤矿，其实际开采范围不明，不宜作为首采区布置。如矿井生产能力确定为150kt/a，一方面矿井采掘头面太多，矿井通风系统复杂，不利于生产管理。另一方面由于矿井所采煤层较薄，生产能力实际亦难于达到预期。3、外部运输矿井工业场地有碎石泥结公路与兴文县至X公路衔接，矿井最大外运量为118kt/a。综上所述，确定矿井生产能力为90kt/a。三、服务年限储量备用系数取1.4，则矿井设计服务年限为：T＝式中：T—矿井设计服务年限，a；Zk—矿井设计可采储量，1728.9kt；A—矿井设计生产规模，kt/a；K—储量备用系数，取1.4。T＝1728.9/(90×1.4)＝13.7(a)矿井服务年限为13.7年。第三节井田开拓一、矿井现状矿井始建于1995年2月，1997年4月投产，原生产能力为30kt/a。原矿井位于设计矿井东部，原矿井范围内的B4、B3煤层开采完毕，仅剩余第59页 B2、B1煤层尚未开采。增扩区位于设计矿井的西部，区内所有煤层均未开采。矿井原主平硐位于矿井东南角范围边界外的C1煤层顶板岩层中，井口标高＋582m。主平硐下部为采空区（已关闭的原石板田煤矿采空区和合法生产的永富煤矿采空区）。现场调查主平硐受下部煤层开采影响很小，维护状况良好。矿井原回风平硐位于矿井上部边界外的B1煤层底板岩层中，井口标高＋726m。主要运输大巷、总回风巷等沿B4煤层布置。原矿井采掘布置及开采顺序十分零乱，且采用非正规采煤方法回采，但矿井工业场地及生产生活设施较为完善。二、影响井田开拓的主要因素1、矿井为单斜构造，煤层平均倾角为158～178。2、煤层开采技术条件矿井许可开采C1、B4、B3、B2和B1煤层，属薄～中厚近距离煤层群，煤层间距0.43～10.13m，煤层厚度0.73～1.55m。本矿为高瓦斯矿井；各煤层按自燃煤层、有煤尘爆炸危险性设计。3、矿井已形成平硐开拓系统，有较完善的工业场地及生产生活设施。三、开拓方案1、开拓方案提出根据地形地貌，结合矿井开拓现状，矿井总体适宜采用平硐开拓方式，在采用平硐开拓的前提下，设计提出两个平硐开拓方案。方案一：平硐开拓，一个风井方案。改造利用原X煤厂+582m主平硐作为扩建后的主平硐；改造利用原X煤厂+604.2m回风平硐作为矿井扩建后的进风井；改造利用已关闭的原第59页 沙湾煤矿+680m主平硐作为扩建后的专用回风井。方案二：平硐开拓，两个风井方案。改造利用原X煤厂+582m主平硐作为扩建后的主平硐；改造利用原X煤厂+604.2m回平硐作为矿井扩建后的东风井，服务于一采区；改造利用已关闭的原沙湾煤矿+680m主平硐作为扩建后的西风井，服务于二采区。（详见图2-3-1方案二）2、方案比较两方案巷道布置基本相同，基建工程量、建井工期，生产经营费用等基本相同，不再进行比较。两方案优缺点比较见表2-3-1。表2-3-1两方案优缺点比较表方案优缺点方案一（平硐开拓，一个风井方案）方案二（平硐开拓，两个风井方案）优点1、采用一个风井，易于管理，且可利用原沙湾煤矿工业场地作为风井工业场地和建设瓦斯抽采站，不新征土地。2、总回风巷新掘，回风系统维护状况较好。1、矿井投产初期总回风巷线路较短。缺点1、矿井初期总回风较长。1、风机房后期需搬迁，采区接替期间管理难度大。2、原X煤厂风井周围民房多，作为风井燥声大，不宜建瓦斯抽采泵站，难于处理与村民关系。经综合比较后，确定采用方案一。3、方案描述设计采用方案一。全矿划分为1个水平2个采区。原X煤厂范围内的C1、B4、B3煤层已采空，将该区域划分为一采区；西部增扩区域划分为二采区。一采区走向长约740m，布置双翼采区开采；二采区走向长约540m，布置单翼采区开采。第59页 矿井采用平硐开拓方式，全矿共设计通达地面的井筒3个，分别是主平硐、进风平硐和回风平硐。改造利用原X煤厂+582m主平硐作为扩建矿井的主平硐，担负矿井煤炭、矸石、材料、设备的运输和进风、行人、敷设管线等。改造利用已关闭的原沙湾煤矿+680m主平硐作为专用回风井。改造利用X煤厂+604.2m回风平硐作为矿井扩建后的进风平硐，即进风井。报废原B4煤层运输大巷，延伸主平硐至距B1煤层约20m的底板岩层，沿B1煤层底板向西布置底板运输大巷；回风大巷布置于距B1煤层约20m的底板岩层中，并与回风平硐贯通。设计采用走向长壁采煤法，炮采工艺，全部垮落法处理采空区。各采区均采用联合布置方式，于距B1煤层约20m的底板岩层中沿倾向布置采区回风上山、轨道上山和行人上山。通过采区上、中、下车场布置石门与各煤层联系。各采区内于B1煤层底板岩层中设底板瓦斯抽采巷（兼区段集中运输巷）。进风平硐与一采区东翼底板瓦斯抽采巷贯通，前后期均通过底板瓦斯抽采巷与一采区或二采区轨道上山联系并担负辅助进风。投产时，于一采区B2煤层布置一个炮采工作面达到90kt/a的生产能力。矿井开拓方式详见图C1018-109-1。四、井口及工业场地位置确定1、井口位置1）+582m主平硐井口位于矿井东南角矿区边界外的C1煤层顶板岩层中，井口坐标：X=3129387.0，Y=35485761.0，Z=+582.0m。2）+604.2m进风平硐井口位于矿井北部煤层露头线外的B1第59页 煤层底板岩层中，井口坐标：X=3129816.0，Y=35486035.0，Z=+604.2m。3）+680m回风平硐井口位于矿井西翼边界外的B1煤层底板岩层中，井口坐标：X=3131143.0，Y=35485132.0，Z=+680.0m。2、工业场地位置X煤厂现有主井工业场地位于永富煤矿采空区之上方，场地受岩层移动的影响较小，且已经稳定。设计利用原工业场地及建（构）筑物进行补套完善，以满足矿井扩建需要。主井工业场地北部距主平硐井口直线距离约100m处，已建成了地面永久瓦斯抽采系统，占地面积200m2。原沙湾煤矿与本矿同属于一个业主，在资源整合前就已经关闭，其产权全部转移给本矿。设计利用其工业场地作为本矿的风井工业场地。五、水平划分与标高矿井许可开采标高为+582m～+698m，煤层平均倾角158～178，倾斜长约356m。全矿井划分为一个水平开采，水平标高+585m。其中C1煤层开采标高+582m～+680m；B4煤层开采标高+582m～+680m；B3煤层开采标高+582m～+680m；B2煤层开采标高+582m～+680m；B1煤层开采标高+582m～+670m。六、大巷布置1、运输大巷+585m水平运输大巷布置于距B1煤层约20m的底板岩层中，巷道坡度3‰，巷内铺设单轨，轨型15kg/m，轨距600mm，钢筋混凝土轨枕，道渣道床，作行人、运输、进风及敷设管线等用。半圆拱形断面，锚喷支护，巷道净高2.7m、净宽2.6m、净断面积6.3m2。巷内一侧设水沟，矩形断面，规格300×300mm，上铺混凝土盖板。第59页 2、回风大巷风大巷亦沿走向布置于距B1煤层约20m的底板岩层中，根据上部采空区的具体位置，于底板岩层中分设+655m回风大巷、+680m回风大巷和总回风斜巷。回风大巷和总回风斜巷是各采区的专用回风巷，采用半圆拱形断面，锚喷支护，巷道净高2.4m、净宽2.4m、净断面积5.2m，巷内一侧设水沟，矩形断面，规格200×200mm。七、采区划分及开采顺序1、采区划分矿井划分为2个采区，东部原X煤厂范围内的C1、B4、B3煤层已采空，将该区域划分为一采区进行双翼开采，采区走向长约740m；西部增扩区域所有可采煤层均未开采，划分为二采区进行单翼开采，采区走向长约540m。2、开采顺序采区开采顺序为前进式开采，即先采一采区后采二采区。八、“三下”采煤开采范围内无“三下”采煤。第四节井筒一、井筒布置及用途全矿井共设3个通达地面的井筒，即主平硐、进风平硐和回风平硐，分述如下：1、+582m主平硐改造利用原X煤厂+582m主平硐作为矿井扩建后的主平硐，垂直煤层走向穿层布置于煤层顶板岩层中，担负矿井第59页 煤炭、矸石、材料、设备的运输和进风、行人、敷设管线。2、+604.2m进风平硐改造利用原X煤厂+604.2m回风平硐作为矿井扩建后的进风平硐,沿岩层走向布置于距B1煤层约20m的底板岩层中，担负矿井进风。3、+680m回风平硐设计改造利用原沙湾煤矿+680m主平硐作为扩建后矿井的专用回风井，沿岩层走向布置于距B1煤层约20m的底板岩层中。二、井筒支护及装备1、+582m主平硐半圆拱形断面，锚喷支护为主（井口5m段及其它局部破碎地段采用砌碹支护），巷道净宽2.6m，净高2.7m，净断面6.3m2。巷内铺设单轨，轨型15kg/m，轨距600mm，钢筋混凝土轨枕，道渣道床。2、+604.2m进风平硐半圆拱形断面，锚喷支护为主（井口5m段及其它局部破碎地段采用砌碹支护），巷道净宽2.4m，净高2.4m，净断面5.2m2。3、+680m回风平硐半圆拱形断面，砌碹支护为主（岩性稳定地段采用锚喷支护），巷道净宽2.4m，净高2.5m，净断面5.4m2。各井筒特征详见表2-4-1。第59页 表2-4-1井筒特征表名称单位主平硐进风平硐回风平硐井口坐标Xm3129387.03129816.03131143.0Ym35485761.035486056.035485132.0Zm+582.0+604.2+680.0井筒方位角º1751227井筒长度m320150187井筒坡度‰333支护材料锚喷锚喷砌碹支护厚度mm100100300净宽m2.62.42.4净高m2.72.42.5净断面m26.35.25.4掘进宽m2.82.63.1掘进高m3.02.52.85掘进断面m27.56.37.5井筒装备15kg/m单轨布置备注改造利用改造利用改造利用第五节井底车场及硐室一、井底车场矿井为平硐开拓，无井底车场。各采区下部车场形式为平车场，使用道岔联系，采用机车辅以人力调车方式。二、硐室柴油机车修理在地面进行，井下未设机车修理间。井下主要硐室有消防材料库、采区变电所、采区绞车房、采区轨道上山下部的信号及躲避硐室。第59页 1、采区变电所于各采区下车场附近的B1煤层底板岩层中设采区变电所，采用独立通风，其回风直接引入回风上山，设计为半圆拱形断面，砌碹支护，长30m，净宽3.0m，净高2.9m，净断面积7.7m2。采区变电所底板高于运输大巷底板0.5m，两个出口通道中均设置一道防火栅栏两用门。2、消防材料库消防材料库设于+585m运输大巷一侧底板岩层中，采用硐室式布置，全风压并联通风，硐室长40m，净宽2.3m，净高2.45m，净断面5.1m2，砌碹支护，两出口均安设向外开启的防火栅栏两门。硐室内设材料堆放平台，平台高度0.8m，宽度0.8m，台面使用M10号水泥砂浆抹面。3、于轨道上山下车场设信号及躲避硐室，采用半圆拱形断面，砌碹支护，硐室深4m，净宽2.3m，净高2.45m，净断面5.1m2，硐室内安装防爆通讯电话和信号装置。第59页 第三章大巷运输及设备第一节大巷运输方式选择一、运输方式主平硐及运输大巷采用防爆柴油机车牵引矿车运输，采区车场采用双轨布置，其余为单轨布置，轨型15kg/m，轨距600mm，钢筋混凝土轨枕，道渣道床。二、运输系统1、煤炭运输系统各采区下车场→+585m水平运输大巷、主平硐(机车牵引)→地面。2、矸石运输系统各采区下车场→+585m水平运输大巷、主平硐(机车牵引)→地面。3、材料运输系统材料及设备由防爆特殊型柴油机车牵引至采区下车场场。第二节矿车一、矿车选型1、煤、矸石运输车辆选用MGC1.1－6A型固定式矿车运输煤、矸。2、支架、材料及一般设备运输车辆选用MC1-6A型材料车运输材料、MP1-6A型平板车运输支架及设备。矿车规格特征见表3-2-1。第59页 表3-2-1矿车规格特征表矿车类型容积(m3)载重(t)外形尺寸轨距(mm)轴距(mm)自重(kg)名义最大长(mm)宽(mm)高(mm)MGC1.1-6固定车箱式矿车1.1120008801150600550592MC1-6A材料车1220008801150600550490MP1-6A平板车122000880450600550510二、矿车数量按排列法计算，矿井需MGC1.1-6A型固定箱式矿车94辆，MC1-6A型材料车12辆，MP1-6A型平板车5辆。详见表3-2-2。表3-2-2矿井达产时各类矿车数量表序号矿车型号使用地点矿车数（辆）备　注1MGC1.1-6A型固定箱式矿车主平硐、装车站40每列煤车20辆（5t机车）运行1列，地面1列轨道上山81钩4辆,上、下车场各1钩掘进工作面122个掘进（每个掘进6辆）采煤工作面15其他10使用量小计85备用修理量9使用量的10%合计942MC1-6A材料车12按矿车总数的12%3MP1-6A平板车5按矿车总数的5%第三节运输设备选型主平硐及+585m运输大巷采用防爆型柴油机车牵引矿车运输，采区车场采用双轨布置，其余为单轨布置，轨型15kg/m，轨距600mm，钢筋混凝土轨枕，道渣道床。一、计算依据第59页 1、矿井生产能力：90kt/a。2、运输巷道长度及坡度：L＝930m，i＝3‰。3、矸石率：15%。4、装载容器：载煤选用MGC1.1-6A型固定箱式矿车，矿车自重592kg。5、工作制度：矿井年工作330天，每天三班运输，每班运输时间为6h。6、煤的松散容重：1t/m3；矸石容重：1.8t/m3。二、机车的选型设计初选CCG5.0/600型矿用防爆柴油机车，技术参数见表3-3-1。选型计算如下：1、计算机车的牵引矿车数①按重列车上坡起动条件计算：式中：n1—按重列车上坡起动牵引矿车数，辆；P—机车质量，5.0t；q—矿车装载质量，1t；q0—矿车质量，0.592t；g—重力加速度，9.8m/s2；φq—起动粘着系数，取0.24；i—运输线路坡度，3‰；a—列车起动加速度，0.04m/s2；ωq—重列车起动阻力系数，ωq＝0.0135。经计算，n＝32.9辆。第59页 表3-3-1CCG5.0/600型矿用防爆柴油机车技术参数表性　　能　　项　　目技术参数及内容粘重t5.0最大牵引力kN9.4(不撒砂粘重系数为0.17)轨距mm600轴距mm800最大运动速度km/h（空载）10（额定负载）9最小水平转弯半径m6最大制动力kN9.4全速制动距离m（空载）≦10（额定负载）运货≦40运人≦20外型尺寸(长×宽×高)mm3200×940×1500柴油机防爆电机功率kW12.5转速r/min2200机表温度℃<145尾气温度℃<69机油压力mpa0.2-0.6Co含量<0.1NOx含量%<0.08起动方式手摇冷却方式水冷蒸发式离合器形式双片干式变速箱形式3＋3机械式行车制动形式脚踏与手动联式减震形式叠片式燃油箱容量（L）(≦8小时工作日)20防爆发电机24V200W防爆灯24V50W环境温度℃±40最大噪音GB(A)<89②按重列车下坡制动时计算：第59页 式中：n2—按重列车下坡制时牵引矿车数；φz—制动粘着系数，取φz＝0.17；b—制动减速度，m/s2，ν＝9km/h，《煤矿安全规程》第三百五十一条，运送物料时，ι≤40m，取ι＝25m。ωy—重列车上坡运行阻力系数，取ωy＝0.009；P、q、q0、i、g—同上。经计算n2=61.4辆。按起动和制动条件，取n煤＝20辆，n矸＝13辆。2、校核计算如下①空列车上坡运行阻力：式中：Wk—空列车上坡运行阻力，kN；ωk—空列车运行阻力系数，ωk＝0.011；n煤、p、q0、ί—同上。经计算，Wk＝2.31kN。②重列车下坡运行阻力:式中：WZ—重列车下坡运行阻力，kN；ωz—重列车运行阻力系数，ωz＝0.009；n、p、q0、ί—同上。经计算WZ＝2.17kN。第59页 即，空列车上坡运行阻力和重列车下坡运行阻力都小于机车的最大牵引力9.4kN，机车满足牵引要求。3、制动距离校验：式中：v——机车运行速度，取v＝9km/h；n煤——机车牵引煤车数，n=20辆；式中其它参数同前。牵引煤串车时，经计算LT=11.8m＜40m，符合《煤矿安全规程》规定，满足制动要求。4、机车台数计算式中：N—机车台数，台；k1—运输不均衡系数，取k1＝1.20；k2—矸石系数，取k1＝1.15；Ab—班产量，取Ab＝90.9t；v—机车运行速度，v＝9km/h；Tb—每班工作时间，Tb＝6h；θ—装车及调车时间，取θ＝25min；L—运输距离，L＝0.93km。n煤、q—符号含义同上。经计算，N＝0.72台。矿井投产时，全矿井共需CCG5.0/600第59页 型矿用防爆柴油机车2台，其中工作2台，备用1台。第四章采区布置及装备第一节采煤方法一、采煤方法选择1、煤层开采技术条件矿井许可开采煤层从上至下分别为C1、B4、B3、B2和B1煤层，各煤层厚分别为0.73m、1.30m、1.55m、0.78m和0.75m，煤层倾角15°～17°。C1煤层局部有0.06～0.10m灰黑色炭质泥岩伪顶；直接顶为半坚硬薄～中厚层状砂质泥岩或粉砂岩，厚度2m；底板为深灰色泥岩～灰色粘土岩。B4煤层伪顶为0.02～0.10m灰黑色炭质泥岩；直接顶为灰～深灰色粉细砂岩，厚度3m，底板为浅灰色粘土岩。B3煤层顶板即B4煤层底板，厚度4m，底板为浅灰色粘土岩。B2煤层局部有0.02～0.06m的炭质泥岩伪顶；直接顶板为灰色粘土岩或粉砂质泥岩，厚度22m；底板为浅灰色粘土岩。B1煤层局部有0.02～0.04m炭质泥岩伪顶；直接顶为灰色粉砂岩或泥岩，厚度3m；底板为浅灰色粘土岩。据四川省煤炭产品质量监督检验站《检测报告》[M051737、M051738、KB070306、KB070307]，X煤厂B4、B3、B2煤层均为Ⅲ类属不易自燃煤层，C1煤层为Ⅱ类自燃煤层，B4、B3、B2、C1煤层均无煤尘爆炸危险性。本矿为高瓦斯矿井；为提高矿井安全性，各煤层按自燃煤层，有煤尘爆炸危险性设计。2、采煤方法选择根据煤层开采技术条件，设计选用走向长壁采煤方法。第59页 二、回采工艺1、采煤工艺选择设计根据不同煤层厚度选择不同的回采工艺。开采C1、B2、B1煤层时，由于煤层较薄，设计采用炮采工艺，即采煤工作面采用煤电钻凿眼，放炮落煤，单体液压支柱配金属铰接顶梁支护顶板，全部垮落法处理采空区，工作面及运输巷采用SGB420/22刮板运输机运输。开采B4、B3煤层时，由于煤层较厚，设计采用普通机械化采煤工艺，即采煤工作面采用MG2×65/315-W型双滚筒采煤机割煤，工作面采用SGB630/150C型刮板运输机运输，工作面运输巷采用SZB730/40型刮板转载机运输。2、机械配备1、落煤：爆破落煤。2、装煤、运煤：工作面采用刮板输送机运输、人工攉煤。3、顶板控制及采空区处理工作面采用DW10-300/100型单体液压支柱配HDJA-1000型金属铰接顶梁支护顶板，基本支柱排距1.0m，柱距0.9m，炮道0.3m；采用“三、四”排控顶，最大控顶距4m，最小控顶距3m，全部垮落法处理采空区。三、采区及工作面回采率按《煤炭工业小型矿井设计规范》规定，采区回采率取85%，工作面回采率取97%。四、生产时主要材料消耗指标根据矿井采掘布置和巷道支护方式，结合毗邻矿井多年的实际材料消耗情况，预计矿井生产时的主要材料消耗指标为：钢材：0.9t/kt；坑木：1.0m3/kt；炸药：250kg/kt；雷管：900第59页 发/kt。第二节采区布置一、投产采区位置及数目投产采区为一采区，位于矿井东翼。二、采区布置及开采顺序1、采区布置采区内各煤层联合布置，通过石门联系各煤层，三条上山(回风上山、轨道上山、行人上山)布置在距B1煤层约20m的底板岩层中；并在距离B1煤层约20m的底板岩层中设置底板区段集中运输巷兼瓦斯抽采巷。扣除上部风氧化带及采空区煤柱、H1滑坡煤柱后，一采区设计倾斜宽约350m，划分为四个区段开采，各区段标高分别为：一区段标高+655～680m；二区段标高+630～+655m；三区段标高+605～+630m；四区段标高+605～+585m。2、开采顺序煤层开采顺序：一采区内位于上部的C1、B4、B3煤层已开采完毕，自上而下的煤层开采顺序为：B2→B1。二采区内所有煤层未开采，自上而下的煤层开采顺序为：C1→B4→B3→B2→B1。区段开采顺序：自上而下进行开采，区段内采用后退式开采。三、回采工作面1、回采工作面巷道布置回采工作面巷道由工作面机巷、回风巷及开切眼组成。为便于安装运输机械，工作面机巷沿煤层走向放中线施工。第59页 于B1煤层底板沿走向布置区段岩石集中运输巷（兼瓦斯抽采巷），每间隔60～80m设一联络斜巷与工作面机巷相连，用于工作面行人或溜煤（行人与溜煤分别使用不同的联络巷），联络斜巷倾角30°，梯形断面、净宽2.4m，净高2.0m，采用矿工钢架棚支护。2、首采工作面首采工作面布置在一采区一区段(区段标高+680～+655m)，开采B2煤层，工作面编号为1122，煤层厚度0.78m，煤层倾角17°，走向长250m。3、工作面长度及推进度采煤工作面长度70～90m，首采工作面长85m。矿井年工作日330天，采用“三、八”作业制度，“自采自准”循环作业方式，循环进度3.0m，正规循环率按85%计算，则工作面年推进度为841m。4、工作面生产能力（1）回采工作面年产量工作面生产能力按下式计算：ΣA采＝Σn·I·M·L·γ·C·10-3式中：ΣA采——采煤工作面生产能力，kt/a；m—回采工作面开采煤层的平均厚度，B2煤层厚0.78m；l—回采工作面长度，首采工作面长85m；L—回采工作面年推进度，841m；r—开采煤层的平均容重，1.65t/m3；C—工作面回采率，97%。ΣA采＝0.78×85×841×1.65×0.97×10-3＝89.2(kt)（2）掘进煤量第59页 矿井布置2个半煤岩巷掘进工作面，年掘进进尺约2600m，经计算掘进出煤总量ΣA掘＝7.5kt/a（3）矿井生产能力ΣA矿＝ΣA采＋ΣA掘＝89.2＋7.5＝96.7(kt/a)即全矿布置1个回采工作面、2个掘进工作面同时生产能达到90kt/a的设计生产能力。四、采区生产系统及设备(一)采区生产系统1、煤炭运输工作面煤炭人工攉煤→工作面刮板输送机→工作面运输机巷刮板输送机→工作面溜煤斜巷→集中运输巷兼瓦斯抽采巷（矿车运输）→采区中部车场→采区轨道上山（绞车下放）→采区下部车场→运输大巷、主平硐（机车牵引）→地面储煤场。2、矸石运输掘进工作面矸石车→采区中部车场→采区轨道上山（绞车下放）→采区下部车场→运输大巷、主平硐（机车牵引）→地面临时排矸场。3、材料及设备运输地面材料、设备→主平硐、运输大巷→采区下部车场→采区轨道上山提升→上部或中部车场→通过轨道石门至工作面回风巷。4、人员运送采区设人行上山，安装架空乘人装置运送人员。5、采区通风各采区回风上山设计为采区专用回风巷。新鲜风流从轨道上山、行人上山进入，通过运输石门、工作面运输巷至采煤工作面，污风经工作面回风巷、回风石门进入回风上山、第59页 回风大巷，由回风平硐主要通风机抽排出地面。6、主要硐室通风采区变电所和采区绞车房采用独立通风，其回风直接引入采区专用回风巷。7、排水采区内涌水经巷道水沟自流进入运输大巷，经主平硐水沟自流排出。(二)采区设备采区主要设备配置详见表4-2-1。表4-2-1采区工作面主要设备配置表序号项目设备名称规格型号单位数量使用地点1采煤可弯曲刮板输送机SGB420/22台1工作面可弯曲刮板输送机SGB420/22台1工作面机巷乳化液泵站BRW80/15套1集中运输巷2掘进局部通风机FBD№4.5/2×5.5台2掘进装载用刮板输送机SGBZ420/30台2掘进气腿凿岩机YT24台2掘进钻机ZY-750台2掘进第三节巷道掘进一、巷道断面及支护形式主平硐、进风平硐、运输大巷、采区上山及瓦斯抽采巷兼区段集中运输巷均采用半圆拱断面，锚喷支护；回风平硐、回风大巷，总回风斜巷均采用半圆拱断面，砌碹支护；工作面运输、回风巷、开切眼采用梯形断面，矿工钢架棚支护。二、巷道掘进进度指标第59页 炮掘掘进指标：岩石平巷100m/月，岩石斜巷80m/月，煤岩平巷120m/月、煤岩斜巷100m/月。三、掘进方法、掘进面个数及掘进机械设备采用钻爆法掘进（煤电钻或风动凿岩机打眼），装载用刮板输送机装运，全矿同时作业的掘进工作面为2个。四、矿井生产时期采掘比例矿井正常生产时，布置1个回采工作面，2个掘进工作面，采掘比为1:2。经计算，矿井设计掘进率为70m/kt。五、移交生产时井巷工程量矿井移交生产时井巷工程量总计7141m，工程总量43840m3　。其中：改造利用巷道827m，改造工程量1380m3；新掘巷道6314m(岩巷5206m，工程量35607m3；半煤巷1108m，工程量6853m3　)；新掘井巷工程总量42460m3。井巷工程量详见表4-3-1。表4-3-1井巷工程量汇总表顺序单位工程名称巷道类型支护形式铺轨(15kg/m)断面(m2)长度(m)掘进体积(m3)备注掘进断面净断面一井筒1主平硐岩锚喷3207.56.3320500改造利用2进风平硐岩锚喷6.35.2150250改造利用3回风平硐岩砌碹9.37.0187280改造利用4回风平硐安全出口岩砌碹9.37.02550改造利用5引风硐岩砌碹9.37.03050改造利用小计3207121130二车场及硐室1采区下部车场岩锚喷28012.811.11401792新掘2消防材料库岩砌碹407.05.140280新掘3采区变电所及通道岩砌碹3010.57.735368新掘第59页 4信号及躲避硐室岩砌碹7.05.1321新掘小计3502182461三主要运输、回风巷1运输大巷(+585m)岩锚喷1857.56.31851388新掘2总回风斜巷岩砌碹7.55.4115250改造利用3+655m回风大巷岩砌碹7.55.47425565新掘4+680m回风大巷及斜巷岩砌碹7.55.42151613新掘小计18512578815四采区巷道1轨道上山岩锚喷3306.35.23302079新掘2行人上山岩锚喷7.66.83302508新掘3回风上山岩锚喷6.05.23301980新掘4轨道上山上、中部车场岩锚喷1006.35.2100630新掘5轨道上山绞车房岩锚喷672新掘6绞车房引风道岩喷浆5.825145新掘7采区上、下部绕道岩锚喷6.35.21701071新掘8运输、回风石门岩锚喷3206.35.26404032新掘9施工回风道岩锚喷6.35.265410新掘10辅助进风斜巷岩锚喷6.35.255347新掘11瓦斯抽采兼区段集中运输巷岩锚喷3806.35.2179511309新掘121122工作面运输巷半煤金属棚6.44.53342138新掘131122工作面回风巷半煤金属棚3405.84.63401972新掘141122工作面开切眼煤单体支柱6.55.985553新掘151121工作面运输巷半煤金属棚6.44.51781139新掘161121工作面回风巷半煤金属棚865.84.686499新掘171121工作面开切眼半煤单体支柱6.55.985553新掘小计1556495431434合计2411714143840备注：半煤巷1108m；岩巷6033m(其中新掘岩巷5206m，改造利用827m)第59页 六、移交生产时的三个煤量根据开拓开采布置，矿井移交生产时三个煤量及可采期为：开拓煤量510.3kt，可采期4.8a；准备煤量510.3kt，可采期4.8a；回采煤量78.5kt，可采期10月。第59页 第五章通风与安全第一节概况一、矿井瓦斯根据宜市经［2008］446号“关于全市煤矿瓦斯等级鉴定结果的批复”，矿井绝对CH4涌出量为2.13m3/min，相对CH4涌出量为31.59m3/t，为高瓦斯矿井。煤炭科学研究总院沈阳研究院2009年12月鉴定X煤厂C1、B2、B3、B4煤层没有煤与瓦斯突出危险性。本矿按高瓦斯矿井进行设计。二、瓦斯涌出量预测矿井最低开采+585m标高以上煤层，平均日产量273t,煤层埋藏深度及其它开采技术条件与2008年瓦斯等级鉴定时相近。因此，矿井绝对瓦斯涌出量与矿井产量近似成正比增加。设计根据2008年矿井瓦斯等级鉴定数据按相对CH4涌出量31.59m3/t，换算矿井扩建后绝对瓦斯涌出量为6.0m3/min。设计建立地面永久抽放瓦斯系统。按第十三章第三节瓦斯抽采设计，矿井瓦斯抽采纯量为2.1m3/min，扣除瓦斯抽采量后，井下瓦斯涌出量为3.9m3/min。根据对矿井瓦斯涌出量构成比例的调查统计资料综合分析，预测采掘工作面及其它地点瓦斯涌出量见表5-1-1。第59页 表5-1-1采掘工作面及其它地点瓦斯涌出量预测表（瓦斯抽采后）序号瓦斯涌出地点绝对瓦斯涌出量(m3/min)1回采工作面（炮采）2.22煤巷掘进工作面0.73岩巷掘进工作面0.24采空区及其它地点0.8合计3.9根据《四川省X先锋硫煤矿区德赶坝矿段煤矿精查地质报告》，矿井开采的B3、B4、C1煤层均无煤尘爆炸危险性，B1、B2煤层具有煤尘爆炸危险性；B1、B2煤层属不易自燃煤层，B3、B4煤层属自燃～不易自燃煤层，C1煤层属自燃煤层。鉴于此，为提高矿井安全性，各煤层按自燃煤层、有煤尘爆炸危险性设计。四、地温及冲击地压矿井地温正常、无冲击地压。第二节矿井通风一、通风方式及通风系统1、通风方式、方法：采用对角式通风方式，抽出式通风方法。回采工作面采用全风压“U”型通风；掘进工作面采用局部通风机配阻燃、抗静电胶质风筒进行压入式通风。2、通风系统：投产时新风从主平硐、进风平硐进入，经一采区轨道上山、行人上山、瓦斯抽采巷兼区段运输巷、运输石门、工作面运输巷进入采煤工作面，污风经采煤工作面风巷、回风石门进入总回风大巷和回风平硐，由主要通风机抽排出地面。第59页 各采区回风上山、回风大巷均设计为专用回风巷，回风平硐设计为专用回风井。矿井投产时的通风系统图详见图C1008-171-1。二、通风系统中利用巷道现状利用原X煤厂风井作为扩建后的进风平硐，该巷道位于B1煤层底板岩层中，半圆拱形断面，矿工钢架棚支护，净断面3.2m2，与原采空区之间有一道密闭，巷道维护状况及密闭质量良好。按设计需扩大该巷断面。利用原X煤厂主平硐作为扩建后的主平硐，该巷道位于C1煤层顶板岩层中穿层布置，半圆拱形断面，砌碹支护，净断面4.2m2，与原采空区之间有一道密闭，巷道维护状况及密闭质量良好。按设计需扩大该巷断面。原沙湾煤矿与本矿同属于一个业主，在资源整合前就已经关闭，其产权全部转移给本矿。设计改造利用原沙湾煤矿+680m主平硐作为扩建后矿井的专用回风井。该巷道位于B1煤层底板岩层中，基本沿走向布置，半圆拱形断面，砌碹支护，净断面4.2m2，与原采空区之间有多处相通并已密闭，巷道维护状况良好。按设计需扩大该巷断面，并对与原采空区相连通地点进行加强密闭。三、风井数目、位置、服务范围及服务年限全矿设计1个回风井，位于井田西部边界，服务年限约13.7年(不含建设期)。四、硐室通风井下消防材料库处于新鲜风流中，采用全风压并联通风；采区变电所、采区绞车房为独立通风，其回风直接引入回风巷。其它各类躲避硐室、信号硐室等所采用扩散通风。采用扩散通风硐室的通风要求：第59页 1、采用扩散通风的硐必须设在进风流中。2、硐室深度不超过6m，硐口宽度大于1.5m。五、矿井风量、风压及等积孔计算(一)矿井风量计算1、按井下同时工作的最多人数计算Q＝4Nk式中：Q—矿井需风量，m3/min；N—井下同时工作的最多人数，据计算为80人；4—每人每分钟供风标准，m3/min；k—矿井通风系数，取1.2。Q＝4×80×1.2＝384.0(m3/min)＝6.4m3/s2、按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需风量进行计算Q＝(∑Q采＋∑Q掘＋∑Q硐＋∑Q它)×k式中：∑Q采、∑Q掘、∑Q硐、∑Q它—分别为采煤工作面，掘进工作面、独立通风硐室及其它行人、维护巷道、瓦斯抽采巷道等所需风量总和(m3/s)；k—矿井通风系数，矿井采用对角式通风，k取1.2。1）采煤工作面需风量计算（1）按瓦斯涌出量计算Q采＝100×q采×kc8式中：Q采—采煤工作面需风量，m3/min；q采—炮采工作面绝对瓦斯涌出量，2.2m3/min；kc—采煤工作面因瓦斯涌出不均衡的备用风量系数，取kc＝1.8。则：Q采＝100×2.2×1.6＝352(m3/min）＝6.6m3/s第59页 （2）按工作面温度计算Q采＝60×V采×S采×Ki式中：Q采—采煤工作面需风量，m3/min；V采—采煤工作面适宜风速，m/s，回采工作面进风流温度年均21℃左右，对应风速取1.3m3/s；S采——采煤工作面的平均有效断面积，m2；平均断面积等于平均控顶距与采高的乘积，工作面最大控顶距为4.0m，最小控顶距3.0m，开采B3煤层工作面时的最大采高为1.62m，则：S采＝工作面采高×＝5.7m2Ki——回采工作面长度系数，取1.1。Q采＝60×1.1×5.7×1.0＝376(m3/min)＝6.3m3/s（3）按工作面最多人数计算Q采＝4×nc式中：Q采—采煤工作面需风量，m3/min；4—每人每分钟供风标准，m3/min；nc—回采工作面同时工作的最多人数，设计单工作面最多人数nc＝19人，则：Q采＝4×19＝76(m3/min)＝1.3m3/s（4）根据以上计算取最大值：Q采＝6.6m3/s（5）按风速进行验算按式：0.25＜Q采/S采＜4.0进行验算。式中：Q采——根据以上计算取最大值，Q采＝6.6m3/s；S采——采煤工作面有效断面，S采＝5.7m2。第59页 经验算风速符合要求。(6)备用工作面配风量取生产工作面配风量的50%。则：Q备＝3.3m3/s。(7)采煤工作面需风量：∑Q采＝Q采+Q备＝6.6+3.3＝9.9（m3/s）2）局部通风机需风量及掘进工作面配风量（局部通风机供风量）计算（1）按瓦斯涌出量计算局部通风机需风量Qf＝100×q掘×kd式中：q掘—按煤巷掘进工作面绝对瓦斯涌出量计算，q掘＝0.7m3/min。kd—掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，炮掘工作面设计取kd＝2.0。Qf＝100×0.7×2.0＝140m3/min＝2.3m3/s（2）按工作面最多人数计算局部通风机需风量Qf＝4×nj式中：nj—掘进工作面同时工作的最多人数，取nj＝12人。Qf＝4×12＝48(m3/min)＝0.8m3/s（3）按炸药量计算局部通风机需风量Qf＝25Aj式中：Aj—掘进工作面一次起爆最大炸药量，取Aj＝6kg。Qf＝25×6＝150(m3/min)＝2.5m3/s（4）按风速验算局部通风机需风量根据以上计算取最大值，Qf＝2.5m3/s。按式：0.25＜Q掘煤/S掘煤＜4.0和0.15＜Q掘岩/S掘岩＜4.0进行验算。式中：Qf＝2.5m3/sS—掘进工作面有效断面，S掘＝5.1m2第59页 经验算，Qf＝2.5m3/s符合风速要求。（5）局部通风机需风量确定根据以上计算，确定局部通风机需风量Qf＝2.5m3/s。（6）按局部通风机需风量计算掘进工作面配风量（局部通风机供风量）Q掘＝Qf×kf式中：Qf—局部通风机需风量，Qf＝2.5m3/skf—为了保证局部通风机不发生循环风和风流瓦斯浓度符合规定（掘进工作面瓦斯浓度小于1%，总回风瓦斯浓度小于0.7%），kf＝1.43。Q掘＝2.5×1.43＝3.6m3/s（7）掘进工作面总风量矿井投产时全矿布置2个掘进工作面，则：∑Q掘＝2×Q掘＝7.2m3/s3）硐室需风量矿井有1个采区变电所和1个绞车房需要独立配风，其需风量各取2.0m3/s。则ΣQ硐＝4.0m3/s4）其它需风量（1）按1个掘进工作面需风量配备巷道贯通期间的备用风量，即：Q它1＝3.6m3/s（2）瓦斯抽采巷道断面为5.2m2,按规范瓦斯抽采巷风速不低于0.5m/s，配风量取3.23/s，矿井有2条瓦斯抽采巷道需独立通风，即：Q它2＝6.4m3/s(3)柴油机车需风量Q它3＝q0×N式中：q0——单位功率的供风指标，取4.0m3/min；第59页 N——柴油机车设备的总功率，总功率为25kW，则：Q它3＝4.0×25＝100m3/min＝1.6m3/s。（4）其它需风量总和ΣQ它＝Q它1＋Q它2＋Q它3＝3.6＋6.4＋1.6＝11.6（m3/s）5）按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需风量计算矿井需风量矿井通风容易、困难时期采掘面布置个数相同，则矿井需风量为：Q总＝(9.9+7.2+4.0+11.6)×1.2＝40(m3/s)3、矿井需风量确定按以上1、2项计算结果取最大值，确定矿井需风量为40.0m3/s。4、矿井风量分配采煤工作面：配风7.0m3/s；备用工作面：配风4.0m3/s；掘进工作面：配风4.3m3/s，共计8.6m3/s；2个独立通风硐室：共配风4.0m3/s；瓦斯抽采巷道：配风3.2m3/s，共计6.4m3/s；其它巷道：共计10.0m3/s；合计：40.0m3/s。(二)矿井通风风压根据矿井开拓开采布置，通过分析、比较，矿井投产时开采一采区1122工作面，为矿井通风容易时期；矿井开采二采区1252工作面时为矿井通风困难时期。分别沿矿井通风容易时期和通风困难时期最大阻力线路计算矿井通风阻力。通风摩擦阻力计算公式如下：h＝第59页 式中：h——通风摩擦阻力(Pa)；α——井巷摩擦阻力系数(N.S2/m4)；L——井巷长度(m)；P——井巷净断面周长(m)；Q——通风井巷的风量(m3/s)；S——井巷净断面面积(m2)。矿井局部通风阻力按摩擦阻力的15%计算。经计算，矿井通风容易时期的通风阻力为551.6Pa，通风困难时期的通风阻力为796.5Pa。通风阻力计算详见表5-2-1、5-2-2。第59页 表5-2-1矿井通风阻力计算表(容易时期)序号巷道名称断面形状支护方式阻力系数a(NS2/m4)净周长P(m)巷道长L(m)净断面风量风阻R(NS2/m8)风速V(m/s)阻力H(Pa)S(m2)S3Q(m3/s)Q21主平硐半圆拱锚喷0.0099.13206.3250193610.1053.037.82+585m运输大巷半圆拱锚喷0.0099.11856.3250193610.0613.021.93一采区下部车场半圆拱锚喷0.00912.814011.11368193610.0121.74.34一采区轨道上山一段半圆拱锚喷0.0098.8405.41578640.0201.51.35一采区轨道上山二段半圆拱锚喷0.0098.8855.4157240.0430.40.2一采区轨道上山三段半圆拱锚喷0.0098.8855.41574160.0430.70.76+645m甩道、运输石门半圆拱锚喷0.0098.8805.41574160.0400.70.671122运输巷梯形金属棚0.0256.42504.5917490.4391.621.581122工作面矩形单体支柱0.037.8855.92057490.0971.24.791122回风巷梯形金属棚0.0256.82304.6977490.4021.519.710+680m回风石门半圆栱锚喷0.0098.81005.4157111210.0502.06.111+680m回风大巷半圆栱碹砌0.0048.8965.41574016000.0217.434.312回风斜巷半圆栱碹砌0.0048.8735.41574016000.0167.426.113+655m回风大巷半圆栱碹砌0.0048.85845.41574016000.1317.4208.9总回风斜巷半圆栱碹砌0.0048.8735.41574016000.0167.426.114回风平硐半圆栱碹砌0.0048.81505.41574016000.0347.453.715引风硐半圆拱碹砌0.0048.8305.41574217640.0077.811.8小计479.7加15%局部阻力72.0合计551.6第60页 表5-2-2矿井通风阻力计算表(困难时期)序号巷道名称断面形状支护方式阻力系数a(NS2/m4)净周长P(m)巷道长L(m)净断面风量风阻R(NS2/m8)风速V(m/s)阻力H(Pa)S(m2)S3Q(m3/s)Q21主平硐半圆拱锚喷0.0099.13186.325020.5420.30.1043.343.82+585m运输大巷半圆拱锚喷0.0099.15356.325020.5420.30.1753.373.73二采区下部车场半圆拱锚喷0.00912.814011.1136810.3106.10.0120.91.34二采区轨道上山一段半圆拱锚喷0.00958.8925.41958.267.20.0391.52.75二采区轨道上山二段半圆拱锚喷0.00958.8925.41957.251.80.0391.32.06+621m甩道、运输石门半圆拱锚喷0.00958.8405.419510.2104.00.0171.91.871212运输巷梯形金属支架0.0356.44804.591749.01.1821.657.981212工作面矩形摩擦支柱0.037.8855.9205749.00.0971.24.891212回风巷梯形金属支架0.0356.84004.697749.00.9811.548.110+655m回风石门半圆栱锚喷0.00958.81205.4195749.00.0511.32.511回风联络巷半圆栱锚喷0.00958.8605.4195401600.00.0267.441.212+655m回风大巷半圆栱碹砌0.00558.87845.4195401600.00.1957.4311.313总回风斜巷半圆栱碹砌0.00558.8735.4195401600.00.0187.429.014回风平硐半圆拱碹砌0.00558.81505.4195401600.00.0377.459.615引风硐半圆拱碹砌0.00558.8305.4195421764.00.0077.813.1小计692.6加15%局部阻力103.9合计796.5第61页 六、对矿井通风状况的评价1、矿井通风容易时期等积孔A易＝1.19Q＝1.19×40.0/＝2.02(m2)2、矿井通风困难时期等积孔A难＝1.19Q＝1.19×40.0/＝1.69(m2)由上计算得知，矿井通风容易时期的通风难易程度属容易，通风困难时期的通风难易程度属中等。七、通风设施、防止漏风和降低风阻的措施(一)通风设施1、为防止瓦斯、煤尘爆炸时损坏风机，回风井口设防爆门。2、为避免集中运输巷、采区装车站等处附近发生火灾时事故的扩大，矿井需要反风时，通过主要通风机反转实现。3、为使风流按规定路线流动，控制各用风地点的风量，井下有关巷道中设置风门、正反向风门、调节风门、密闭墙等通风构筑物，风门、正反向风门、调节风门均安装联锁装置。(二)防止漏风的措施1、设计采煤工作面采用后退式开采，减少采空区漏风。2、回采后的采面、废弃的巷道及时设置密闭墙，减少采空区漏风量。3、系统发生变化后，及时调整通风系统，避免矿井各地点压差发生变化而导致漏风量增加。4、主要风门设置两道连锁的风门，防止风流短路或漏风。对设在运输线上的通风调节风门应专人管理风门。风墙、风门等通风构筑物设置在围岩坚固、地压稳定的地点，并进行刻槽(深度不小于20cm)。5、生产时设专人负责通风构筑物的检查与维修。第104页 (三)降低风阻的措施1、严格按设计断面及支护形式施工。2、新掘巷道周壁尽可能光滑，金属支架巷道刹帮背顶、架设整齐，锚喷巷道采用光面爆破。巷道转弯处应呈圆弧形或使之呈钝角，避免直拐弯。3、避免在主要通风巷道中堆积杂物，设专人检查井巷状况，发现问题及时维修，保证巷道的有效通风断面达到设计要求。第104页 第六章主要设备第一节提升设备一、二采区轨道上山提升绞车担负煤炭、矸石和设备升降的任务。一、二采区轨道上山行人上山安设架空乘人装置运送人员。一、一采区轨道上山提升绞车选型(一)设计依据1、矿井年原煤生产能力：90kt/a。2、提升方式：单钩串车提升。3、井筒参数；L＝L斜+L上+L下=330+15+15=360m，β＝17°。4、矸石率：为年原煤生产能力的15%（13.5kt/a）。5、提升容器：MGC1.1-6A型固定式矿车，容积1.1m3，矿车自重592kg。6、工作制度：年工作日330d，每天净提升时间18h。7、钢丝绳安全系数：Ma≥6.5。8、煤的松散容重：1t/m3；矸石容重：1.8t/m3。(二)设备选型1、计算提升循环时间井筒上、下均为平车场。经计算，一次提升循环时间T＝522s。2、按产量要求的一次提升量第104页 式中：Q——按产量要求的一次提升量，t；k——装满系数，取k＝0.9；k1——提升不均匀系数，取k＝1.25；b——年工作日，330d；A——矿井年生产能力，A＝103500t；T——提升循环时间，T＝522s；t——每天提升工作小时数，t＝18h。经计算，Q＝3512kg。3、根据一次提升量计算串车数式中：n1——一次串车数量；Q——按产量要求一次提升量，Q＝3512kg；m1——矿车载煤量，m1＝1000kg。经计算，n1＝3.5辆。取一次提升煤车4辆，重量为6368kg；提升矸石车2辆，重量为4784kg。绞车按提升煤炭校验。初选JTPB1.2×1.0/24型矿用绞车，技术参数见下表6-1-1。表6-1-1JTPB1.2×1.0/24型矿用防爆绞车技术参数表卷筒最大静张力kN钢绳最大直径(mm)绳速(m/s)最大容绳量(m)电动机直径(mm)宽度(mm)功率(kW)1200100030201.84660554、根据矿车连接器强度计算串车数第104页 式中：n2——允许一次提升矿车数；m1——矿车载煤，1000kg；m2——矿车自重，592kg；Fl——矿车连接器最大允许拉力60kN；f1——矿车阻力系数，取f1＝0.015；g——重力加速度，取g＝9.8m/s2；β——井筒倾角，17°。经计算n2=12.5辆＞4辆。5、钢丝绳选型根据一次提升量要求，按下式计算：式中：mp——钢丝绳单位质量，kg/m；n——一次提升矿车数，4；——钢丝绳抗拉强度，1570MPa；ma——钢丝绳安全系数，按《煤矿安全规程》第400条，取ma＝6.5；L——提升长度，L＝360m；f2——钢丝绳运行阻力系数，取f2＝0.25；m1、m2、β、f1——同前。经计算，mp=0.79kg/m钢丝绳选用6V×19+FC-20-1570型，钢绳单位质量m"p＝1.65kg/m第104页 ，钢丝破断拉力总和Qp＝272.816kN。6、作用在绞车上的最大静张力式中：n——一次应提升矿车数，取n＝4辆；g、m1、m2、L、f1、f2、m"p、β——同前。作用在绞车上的最大静张力，。7、安全系数校验式中：QP——钢丝破断拉力总和，Qp＝272.816kN；Fjmax——作用在绞车上的最大静张力，22.49kN。经计算，ma＝12.13＞6.5。所选钢丝绳符合《煤矿安全规程》规定。8、绞车滚筒尺寸的校验根据《煤矿安全规程》规定，井下绞车应满足：(1)卷筒直径D1≥60d式中：D1——应选绞车卷筒直径，mm；d——提升钢丝绳直径，d＝20.0mm；经计算，D1=1200mm。初选绞车滚筒直径为1200mm＝D1（1200mm），故满足要求。(2)卷筒宽度式中：B1——应选绞车卷筒宽度，mm；第104页 L——提升长度，L＝360m；——试验钢丝绳长度，30m；K——缠绕层数，取K＝3；D——卷筒直径，为1.2m；Dp——平均缠绕直径，Dp＝D+(K-1)d×10-3＝1.24m；n΄——最少摩擦圈数，取n΄=3；n˝——每季度将钢丝绳移动四分之一圈的备用圈数，n˝＝4；d——钢丝绳直径，d＝20mm；ε——钢丝绳之间的间隙，取ε＝3mm。经计算，B1=820mm。初选绞车滚筒宽度为1000mm＞820mm，故满足要求。9、按最大静张力来确定绞车的提升负荷即：Fjmax≤绞车的最大静张力额定值经计算Fjmax为22.49kN，初选绞车的最大静张力22.49kN＜30kN。根据以上计算，初选JTPB1.2×1.0/24型矿用防爆绞车满足设计要求。10、校验电机的功率式中：N——绞车电动机功率，kW；Fjmax——单钩提升系统最大静张力，22490N；η——减速器传动效率，取η=0.85；K——电动机的备用系数，取K=1.1；vm——额定绳速，1.84m/s。经计算N=53.6kW，配套电机功率55kW满足要求。第104页 (三)提升安全1、提升系统设置深度指示器、防止过卷装置、防止过速装置、防松绳装置、过负荷和欠电压保护装置、深度指示器失效保护装置、闸间隙保护装置、减速功能保护装置、定车装置等。按《煤矿安全规程》的要求设置“一坡三挡”。2、配KXT18智能型矿井提升信号装置一套。3、各车场设信号及躲避硐室。4、上车场过卷距离取10m。二、二采区轨道上山提升绞车选型(一)设计依据1、矿井年原煤生产能力：90kt/a。2、提升方式：单钩串车提升。3、井筒参数；L＝L斜+L上+L下=274+15+15=304m，β＝15°。4、矸石率：为年原煤生产能力的15%（13.5kt/a）。5、提升容器：MGC1.1-6A型固定式矿车，容积1.1m3，矿车自重592kg。6、工作制度：年工作日330d，每天净提升时间18h。7、钢丝绳安全系数：Ma≥6.5。8、煤的松散容重：1t/m3；矸石容重：1.8t/m3。(二)设备选型1、计算提升循环时间井筒上、下均为平车场。经计算，一次提升循环时间T＝475s。第104页 2、按产量要求的一次提升量式中：Q——按产量要求的一次提升量，t；k——装满系数，取k＝0.9；k1——提升不均匀系数，取k＝1.25；b——年工作日，330d；A——矿井年生产能力，A＝103500t；T——提升循环时间，T＝475s；t——每天提升工作小时数，t＝18h。经计算，Q＝3195kg。3、根据一次提升量计算串车数式中：n1——一次串车数量；Q——按产量要求一次提升量，Q＝3195kg；m1——矿车载煤量，m1＝1000kg。经计算，n1＝3.2辆。取一次提升煤车4辆，重量为6368kg；提升矸石车2辆，重量为4784kg。绞车按提升煤炭校验。初选JTPB1.2×1.0/24型矿用绞车，技术参数见下表6-1-2。表6-1-2JTPB1.2×1.0/24型矿用防爆绞车技术参数表卷筒最大静张力kN钢绳最大直径(mm)绳速(m/s)最大容绳量(m)电动机直径(mm)宽度(mm)功率(kW)1200100030201.8466055第104页 4、根据矿车连接器强度计算串车数式中：n2——允许一次提升矿车数；m1——矿车载煤，1000kg；m2——矿车自重，592kg；Fl——矿车连接器最大允许拉力60kN；f1——矿车阻力系数，取f1＝0.015；g——重力加速度，取g＝9.8m/s2；β——井筒倾角，15°。经计算n2=14辆＞4辆。5、钢丝绳选型根据一次提升量要求，按下式计算：式中：mp——钢丝绳单位质量，kg/m；n——一次提升矿车数，4；——钢丝绳抗拉强度，1570MPa；ma——钢丝绳安全系数，按《煤矿安全规程》第400条，取ma＝6.5；L——提升长度，L＝304m；f2——钢丝绳运行阻力系数，取f2＝0.25；m1、m2、β、f1——同前。经计算，mp=0.69kg/m第104页 钢丝绳选用6V×19+FC-20-1570型，钢绳单位质量m"p＝1.65kg/m，钢丝破断拉力总和Qp＝272.816kN。6、作用在绞车上的最大静张力式中：n——一次应提升矿车数，取n＝4辆；g、m1、m2、L、f1、f2、m"p、β——同前。作用在绞车上的最大静张力，。7、安全系数校验式中：QP——钢丝破断拉力总和，Qp＝272.816kN；Fjmax——作用在绞车上的最大静张力，19.76kN。经计算，ma＝13.8＞6.5。所选钢丝绳符合《煤矿安全规程》规定。8、绞车滚筒尺寸的校验根据《煤矿安全规程》规定，井下绞车应满足：(1)卷筒直径D1≥60d式中：D1——应选绞车卷筒直径，mm；d——提升钢丝绳直径，d＝20.0mm；经计算，D1=1200mm。初选绞车滚筒直径为1200mm＝D1（1200mm），故满足要求。(2)卷筒宽度第104页 式中：B1——应选绞车卷筒宽度，mm；L——提升长度，L＝304m；——试验钢丝绳长度，30m；K——缠绕层数，取K＝3；D——卷筒直径，为1.2m；Dp——平均缠绕直径，Dp＝D+(K-1)d×10-3＝1.24m；n΄——最少摩擦圈数，取n΄=3；n˝——每季度将钢丝绳移动四分之一圈的备用圈数，n˝＝4；d——钢丝绳直径，d＝20mm；ε——钢丝绳之间的间隙，取ε＝3mm。经计算，B1=710mm。初选绞车滚筒宽度为1000mm＞710mm，故满足要求。9、按最大静张力来确定绞车的提升负荷即：Fjmax≤绞车的最大静张力额定值经计算Fjmax为19.76kN，初选绞车的最大静张力19.76kN＜30kN。根据以上计算，初选JTPB1.2×1.0/24型矿用防爆绞车满足设计要求。10、校验电机的功率式中：N——绞车电动机功率，kW；Fjmax——单钩提升系统最大静张力，19760N；η——减速器传动效率，取η=0.85；K——电动机的备用系数，取K=1.1；vm——额定绳速，1.84m/s。第104页 经计算N=47kW，配套电机功率55kW满足要求。(三)提升安全1、提升系统设置深度指示器、防止过卷装置、防止过速装置、防松绳装置、过负荷和欠电压保护装置、深度指示器失效保护装置、闸间隙保护装置、减速功能保护装置、定车装置等。按《煤矿安全规程》的要求设置“一坡三挡”。2、配KXT18智能型矿井提升信号装置一套。3、各车场设信号及躲避硐室。4、上车场过卷距离取10m。三、一采区行人上山架空乘人装置选型1、设计依据（1）行人上山斜长：330m。（2）行人上山倾角：17°。（3）最大班运送人员：80人。2、设备选型（1）吊座间距式中：L′—计算吊座间距，m；Vm—绞车运行速度，1m/s；Lo—行人上山斜长，330m；n—每小时运送人员，n=80人；经计算L′＝41m，确定吊座间距取L＝10m，则每侧设置33个吊座。（2）运输时间校核第104页 式中：T—运输时间，min；L、n、Lo、Vm—同上。经计算T=20.17min＜60min，符合《煤炭工业矿井设计规范》要求。（3）运行钢丝绳的选择初选架空乘人装置的运行钢丝绳为6V×19+FC-20.0-1570型，钢绳Pk＝1.65kg/m，Qp＝272.816kN，钢丝绳直径d=20mm。（4）上运侧运行阻力a、重载时：FZ=[Pk×LO+(Qr+Qd)×nd]×(ωcosα+sinα)g式中：FZ—上运侧重载时运行阻力，N；Pk—钢丝绳重量，1.65kg/m；Lo—行人上山斜长，Lo=330m；Qr—乘坐人员平均质量，75kg；Qd—吊座质量，10kg；nd—每侧吊座数量，33个；ω—钢丝绳运行阻力系数，动力运行时取0.02；α—行人上山倾角，17°；g—重力加速度，9.8m/s2；经计算FZ=10225Nb、空载时Fk=(Pk×LO+Qd×nd)×(ωcosα+sinα)g式中参数同前。第104页 经计算Fk=2670N（5）下运侧运行阻力a、重载时：FZ’=[Pk×LO+(Qr+Qd)×nd]×(ω′cosα-sinα)g式中：ω′—钢丝绳运行阻力系数，制动运行时取0.015；其它参数同前。经计算FZ′=-8969Nb、空载时：Fk’=(Pk×LO+Qd×nd)×(ω′cosα-sinα)g式中参数同前。经计算Fk’=-2342N（6）电机功率当上运侧重载，下运侧空载时，设备牵引力最大。设备总牵引力：F=1.1(Fz+Fk’)=8672N电机功率：式中：N—电机功率，kW；F—设备总牵引力，8672N；vm—绞车运行速度，1m/s；η—电机效率，0.8；经计算N=13kW（7）钢丝绳张力第104页 最小张力点的张力计算：Smin=C×Pk×g式中：Smin—最小张力点的张力，N；C—钢丝绳的挠度系数，1000；Pk—初选钢丝绳质量，1.65kg/m；g—重力加速度，9.8m/s2；经计算Smin=16170.00N各点张力计算，因上运侧重载，下运侧空载时，设备牵引力最大，所以此处张力按上运侧重载，下运侧空载进行计算：S3=SminS4=1.01S3S1=S4+FzS2=S3-Fk’式中：Smin=16170N故各点张力计算结果如下：S1=26557NS2=18512NS3=16170N第104页 S4=16332N（8）拉紧装置拉力S5=S3+S4=32502N（9）钢丝绳安全系数校验m=QP/S1经计算m=10.27＞6，符合《煤矿安全规程》要求，故初选钢丝绳符合要求。（10）绳轮直径D=60d式中：D—绳轮直径，mm；d—钢丝绳直径，20mm；经计算D=1200mm，驱动轮直径和尾轮直径均选用D＝1200mm。根据以上计算，一采区轨道上山选用RJY22-28/750型架空乘人装置，配套660V防爆电机22kW，绳轮直径D＝1200mm，运行速度1m/s。所选架空乘人装置具有机头、机尾过位保护；速度保护；沿途紧急停车保护装置；过流、过压、欠压保护装置；声、光信号装置；上坡点掉绳保护；捕绳器装置；固定吊椅防过摆装置。(二)安全1、架空乘人器吊座中心至巷道一侧的距离不得小于0.7m；2、驱动装置必须装设制动器；3、吊杆和牵引钢丝绳之间的连接不得自动脱扣；4、在下人地点的前方，必须设有能自动停车安全装置；5、在运行中人员要坐稳，不得引起吊杆摆动，不得手扶牵引钢绳，不得触及邻近任何物体；第104页 6、严禁同时运送携带爆炸物品人员；7、每日必须对整个装置检查1次，发现问题及时处理；8、架空乘人器的钢丝绳断丝在1个捻距内断丝断面积与钢丝总断面积之比超过25%时必须更换。9、安装乘人装置的井巷内必须设有照明。10、巷道倾角不得超过设计规定的数值。四、二采区行人上山架空乘人装置选型1、设计依据（1）行人上山斜长：274m。（2）行人上山倾角：15°。（3）最大班运送人员：80人。2、设备选型（1）吊座间距式中：L′—计算吊座间距，m；Vm—绞车运行速度，1m/s；Lo—行人上山斜长，274m；n—每小时运送人员，n=80人；经计算L′＝41m，确定吊座间距取L＝8m，则每侧设置34个吊座。（2）运输时间校核式中：T—运输时间，min；L、n、Lo、Vm—同上。第104页 经计算T=16.3min＜60min，符合《煤炭工业矿井设计规范》要求。（3）运行钢丝绳的选择初选架空乘人装置的运行钢丝绳为6V×19+FC-20.0-1570型，钢绳Pk＝1.65kg/m，Qp＝272.816kN，钢丝绳直径d=20mm。（4）上运侧运行阻力a、重载时：FZ=[Pk×LO+(Qr+Qd)×nd]×(ωcosα+sinα)g式中：FZ—上运侧重载时运行阻力，N；Pk—钢丝绳重量，1.65kg/m；Lo—行人上山斜长，Lo=274m；Qr—乘坐人员平均质量，75kg；Qd—吊座质量，10kg；nd—每侧吊座数量，33个；ω—钢丝绳运行阻力系数，动力运行时取0.02；α—行人上山倾角，15°；g—重力加速度，9.8m/s2；经计算FZ=9168Nb、空载时Fk=(Pk×LO+Qd×nd)×(ωcosα+sinα)g式中参数同前。经计算Fk=2166N（5）下运侧运行阻力a、重载时：FZ’=[Pk×LO+(Qr+Qd)×nd]×(ω′cosα-sinα)g第104页 式中：ω′—钢丝绳运行阻力系数，制动运行时取0.015；其它参数同前。经计算FZ′=-7894Nb、空载时：Fk’=(Pk×LO+Qd×nd)×(ω′cosα-sinα)g式中参数同前。经计算Fk’=-1865N（6）电机功率当上运侧重载，下运侧空载时，设备牵引力最大。设备总牵引力：F=1.1(Fz+Fk’)=8033N电机功率：式中：N—电机功率，kW；F—设备总牵引力，8033N；vm—绞车运行速度，1m/s；η—电机效率，0.8；经计算N=12kW（7）钢丝绳张力第104页 最小张力点的张力计算：Smin=C×Pk×g式中：Smin—最小张力点的张力，N；C—钢丝绳的挠度系数，1000；Pk—初选钢丝绳质量，1.65kg/m；g—重力加速度，9.8m/s2；经计算Smin=16170N各点张力计算，因上运侧重载，下运侧空载时，设备牵引力最大，所以此处张力按上运侧重载，下运侧空载进行计算：S3=SminS4=1.01S3S1=S4+FzS2=S3-Fk’式中：Smin=16170N故各点张力计算结果如下：S1=25499N第104页 S2=18035NS3=16170NS4=16332N（8）拉紧装置拉力S5=S3+S4=32502N（9）钢丝绳安全系数校验m=QP/S1经计算m=10.7＞6，符合《煤矿安全规程》要求，故初选钢丝绳符合要求。（10）绳轮直径D=60d式中：D—绳轮直径，mm；d—钢丝绳直径，20mm；经计算D=1200mm，驱动轮直径和尾轮直径均选用D＝1200mm。根据以上计算，二采区轨道上山选用RJY22-28/750型架空乘人装置，配套660V防爆电机22kW，绳轮直径D＝1200mm，运行速度1m/s。所选架空乘人装置具有机头、机尾过位保护；速度保护；沿途紧急停车保护装置；过流、过压、欠压保护装置；声、光信号装置；上坡点掉绳保护；捕绳器装置；固定吊椅防过摆装置。(二)安全1、架空乘人器吊座中心至巷道一侧的距离不得小于0.7m；2、驱动装置必须装设制动器；3、吊杆和牵引钢丝绳之间的连接不得自动脱扣；4、在下人地点的前方，必须设有能自动停车安全装置；第104页 5、在运行中人员要坐稳，不得引起吊杆摆动，不得手扶牵引钢绳，不得触及邻近任何物体；6、严禁同时运送携带爆炸物品人员；7、每日必须对整个装置检查1次，发现问题及时处理；8、架空乘人器的钢丝绳断丝在1个捻距内断丝断面积与钢丝总断面积之比超过25%时必须更换。9、安装乘人装置的井巷内必须设有照明。10、巷道倾角不得超过设计规定的数值。第二节排水设备矿井采用平硐开拓，上山开采，矿井涌水通过巷道水沟自流排出。第三节通风设备一、矿井主要通风机（一）主要通风机选型计算条件1、主要通风机安装海拨高度＋680m；2、矿井通风容易时期需风量Q＝40.0m3/s，通风阻力h阻小＝551.6Pa3、矿井通风困难时期需风量Q＝40.0m3/s，通风阻力h阻大＝796.5Pa。（二）主要通风机风量、静压和工作风阻的计算1、通风机风量计算Qj＝Q×K式中：Qj——主要通风机风量，m3/s；Q——矿井需风量，40.0m3/s；k——漏风系数，取1.05；第104页 Qj＝40.0×1.05＝42.0(m3/s)2、通风机风压的计算：Hj＝h阻±Δh+h通式中：Hj——主要通风机必须产生的风压h通——主要通风机装置各部分阻力之和，取200Pa；Δh—―自然风压，Pa。矿井进、出风井的井口高相差＜150m，开采深度＜400m，矿井自然风压忽略不计。则：Hj易＝551.6+200＝751.6pa；Hj难＝796.5+200＝996.5pa；3、主要通风机工作风阻计算R易＝Hj易/Qj2＝751.6/42.02＝0.426(N·S2/m8)R难＝Hj难/Qj2＝996.5/42.02＝0.565(N·S2/m8)式中：R易——通风容易时期主要通风机工作风阻，N·S2/m8；R难——通风困难时期主要通风机工作风阻，N·S2/m8；Hj易——通风容易时期主要通风机风压，Pa；Hj难——通风困难时期主要通风机风压，Pa；Qj——主要通风机风量，42.0m3/s；4、通风容易时期和困难时期的通风网路特性曲线方程分别为：Hj＝R易Qj2＝0.426Qj2，Hj＝R难Qj2＝0.565Qj2（三）主要通风机选型1、主要通风机选择及工况点根据上述风量与静压计算结果，初选FBCDZ-6-№16B型矿用防爆对旋式轴流通风机。风机叶片安装角40/32°～55/47°。主要通风机性能曲线见图6-3-1。根据初选的主要通风机性能曲线确定风机的工况点如下：第104页 1)矿井通风容易时期风量：Q＝44.7m3/s，风压：H＝810.0Pa，风机效率：70.0%，叶片安装角：43/35°。2)矿井通风困难时期风量：Q＝46.8m3/s，风压：H＝1178.0Pa，风机效率：76%，叶片安装角：46/38°。2、计算电机功率1)主要通风机输入功率（1）容易时期N易＝(H′易×Q′)/(1000×η′S)/ηC式中：H′易——矿井通风容易时期工况点所对应的静压，810.0Pa；Q′——矿井通风容易时期工况点所对应的风量，44.7m3/s；η′S——矿井通风容易时期工况点所对应的静压效率，70%；ηC——传动效率，直联时取ηC＝1.0。N易＝(810.0×44.7)/(1000×0.70)/1＝51.7(kW)（2）困难时期N难＝(H″难×Q″)/(1000×η″S)/ηC式中：H″难——矿井通风困难时期工况点所对应的静压，1178Pa；Q″——矿井通风困难时期工况点所对应的风量，46.8m3/s；η″S——矿井通风困难时期工况点所对应的静压效率，76%；ηC——传动效率，直联时取ηC＝1.0。N难＝(1178×46.8)/(1000×0.76)/1＝72.5(kW)2)电动机容量的确定根据上述计算，N易≥0.6N难第104页 ，故通风容易、困难时期均选择同等能力的电动机，电机功率为：Ne＝N难ke／ηeηtr式中：ke——电动机容量备用系数(ke=1.1～1.2)，取1.2；ηe——电动机效率(ηe=0.9～0.94，大型电机取大值)，取0.90；ηtr——传动效率(电动机与通风机直联时ηtr=1，皮带传动时取ηtr＝0.95)，所选主要通风机的电动机与通风机直联，ηtr=1。Ne＝72.5×1.2/(0.9×1)＝96.6(kW)根据以上计算，主要通风机功率确定为2×55kW。3、主要通风机的确定通过上述计算，选用FBCDZ-6-№16B型矿用防爆对旋式轴流主要通风机2台，其中1台运行，1台备用。其性能参数详见表6-3-1。矿井通风容易时期主要通风机叶片安装角为46°/38°，困难时期主要通风机叶片安装角为49°/41°。表6-3-1主要通风机性能参数表通风机型号转速(r/min)叶片安装角(°)功率(kW)风量(m3/s)风压(Pa)电机型号FBCDZ-6-№16B98040°/32°～55°/47°55×228.3～62.8702～2650YBFe315s-6二、局部通风机选型计算(一)选型依据1、矿井最大单巷掘进距离约500m。2、按掘进工作面稀释瓦斯需风量，同时工作最多人数需风量、稀释炮烟需风量和满足巷道最低排尘风速风量计算的最大值为2.5m3/s。(二)风筒的选择设计矿井选用阻燃、抗静电胶质风筒，根椐掘进巷道相关参数选定风筒直径Φ＝500mm。第104页 (三)局部通风机工作风压hft＝L×Rp×Qa2式中：hft——局部通风机全风压，Pa；L——掘进巷道长度，m；Rp——压入式通风百米风筒的风阻，N·s2/m8。φ500mm胶质风筒百米风阻值为54N·s2/m8。hft＝500×54×2.52/100＝1687.5(Pa)(四)确定局部通风机类型根椐以上计算结果，选用FBD-№5/11型局部通风机，其风量范围是200～100m3/min，风压范围是220～2950Pa，电机功率2×5.5kW。第四节压风设备根据国家安全生产监督管理总局和国家煤矿安全监察局安监总煤行〔2007〕167号文及四川省经济委员会川经[2007]313号文的规定，必须在地面建立固定压风系统，且压风机容量的选择必须根据井下人数最多的工作面（或作业点）的人数，每分钟所需的新鲜空气量进行选择。一、设计依据1、本矿井井下人数最多的作业点是采煤工作面，工作面总人数为12人，每人按0.3m3/min需风量计算。2、井下2个掘进工作面都使用风动工具掘进，井下供气最远距离为2000m。3、井下风动工具单台最大用风量为8m3/min工作面使用风动工具如下：凿岩机：YT24型，耗气量2.8m3/min，压力0.4～0.63MPa，3台。第104页 混凝土喷射机：PZ-5B型，耗气量7～8m3/min，压力0.2～0.4MPa，1台。（凿岩机和混凝土喷射机不同时使用）。二、空压机设备选型因压风机在同一时间只供人员用风或供风动工具用风，按两者中最大的用风量来进行压风机排气量选择。1、空压机供气量的确定（1）井下用风设备需风量QS＝n×q×Y×Φ1×Φ2式中：QS—用气设备同时消耗量总和，m3/min；n—凿岩机使用台数，3台；q—每台凿岩机的耗气量，2.8m3/min；Φ1—管道漏损系数，取1.15；Φ2—用气设备磨损增耗量系数，取1.1；Y—海拔高度修正系数，该矿工业场地标高+582m，取K＝1。QS＝3×2.8×1×1.15×1.1＝10.63(m3/min)（2）压风自救系统需风量QZ＝Q人×N×Φ1×Y式中：Q人—压风自救系统每人需风量，0.3m3/min；N—工作面最多人数，12人；Y、Φ1—同上。QZ＝0.3×12×1.15×1＝4.14(m3/min)2、空压机出口压力确定P＝Pg+∑△P+0.1式中：P—出口压力，MPa；第104页 Pg—风动工具所需的最大工作压力，取0.5MPa；∑△P—管路中最远一路的管道压力损失之和，该矿最远供风距离2000m，经计算∑△P＝0.06Mpa。P＝0.5+0.06+0.1＝0.66MPa3、压风设备确定根据上述计算，矿井按风动工具所需风量，选用SA－75A型风冷螺杆式空气压缩机2台，其中1台运行，1台备用。其技术特征详见表6-4-1。表6-4-1SA－75A型固定式空气压缩机技术参数型号冷却方式排气量m3/min排气压力MPa转速r/min外形尺寸电动机功率kW电压VSA－75A风冷14.10.7514802100×1400×1750753804供气管道管径的计算D＝6.35×Q0.3724×L0.201式中：D—压风管径，mm；Q—井下所需风量，Q＝10.63m3/min；L—井下最远供气距离，取L=2000m。经计算D＝70.6mm选用φ89×4mm无缝钢管作为压风供气主管道，φ57×3.5mm无缝钢管作为支管。主平硐、采区行人上山铺设主管道，再由支管铺设至其它巷道、各工作面及作业点。每100m管路安设一组出风口及减压装置，并第104页 与防尘管路出水口错开，形成每50m有一个出水口或出风口。第104页 第七章地面生产系统第一节煤质及用途一、煤质按《煤炭质量分级标准》（GB/T15224.1-2004）：C1煤层为高灰、高硫、低热值无烟煤；B4煤层为中灰、高硫、中热值无烟煤；B3煤层为中灰、中高硫、中热值无烟煤；B2煤层为高灰、特低硫、低热值无烟煤；B1煤层为高灰、特低硫、低热值无烟煤。各煤层工业牌号均为WY03。矿井可采煤层煤质指标特征见下表7-1-1表7-1-1可采煤层煤质特征表煤层代号灰分（％）挥发分（％）固定炭（％）水分（％）全硫（％）发热量（MJ/kg）C143.1110.8746.181.097.0418.11B429.811.3560.321.324.0424.22B326.2210.5263.071.712.1825.05B239.439.9951.401.250.2819.49B139.959.5147.821.460.2618.08注：以上数据均为平均值二、用途根据矿井所采煤层的煤质、煤类，矿井煤炭主要用作电煤，少量民用。第二节煤的加工一、产品方案根据矿井所采煤炭用途和市场需求，煤炭产品方案确定为第104页 块煤和混煤，即对出井原煤按+50mm和50～0mm分级进行筛分，+50mm作为块煤销售，50～0mm以混煤销售。二、选矿方案根据产品方案，本矿不建洗选车间。原煤由机车牵引至地面,通过翻车机翻入分级筛。C1、B4、B3煤层硫化物主要是以黄铁矿（FeS2）结核的形式赋存于煤层中。为使商品煤含硫量降低到2%以下后销售，在原煤生产过程中采区如下措施降低含硫量：1、回采工作面攉煤及刮板运输机运输过程中进行一次手选，将大于100mm的矸石甩入采空区；2、原煤运出井到地面储煤场时，经50mm自动筛分后，大于50mm的原煤入块煤储煤场，块煤外运装车时进行一次手选。第三节生产系统一、主井生产系统1、布置特点生产系统的布置充分利用地形地貌，考虑地面功能分区，达到系统简单、交通方便、煤流顺畅、使用管理方便。由于矿井井型较小，采用筛分手选煤场与储煤装车场合建方式，系统环节少，能充分利用地形高差。2、生产系统工艺流程工业场地采用轨道运输方式，轨型15kg/m，轨距600mm。原煤出地面后，由翻车机翻入分级筛，原煤筛分成大于50mm和50～0mm两级；大于50mm级块煤经人工拣出矸石后，自溜至块煤场；50～0mm末煤自溜至斜坡混煤场；手选矸石运入排矸场。矿井煤炭计量采用地磅方式。第104页 二、储煤系统设计改造利用原有储煤，距离主平硐约50m，改造后容量1500t。三、排矸系统1、矿井排矸量按矿井采掘部署、掘进率计算矿井生产期间掘进矸石量约9kt/a，手选矸石量约2kt/a。2、矸石处理方式矿井基建时期矸石部分作填沟和铺设矿山公路；生产时期煤矸石作矸砖原料。3、排矸系统井下矸石经主平硐由机车牵引至地面，经人工推运至排矸场上方，由翻车机翻入临时排矸场。临时排矸场上方及周围修筑截水沟，下方构筑挡矸坝，防止洪水冲走矸石污染环境。第四节辅助设施一、机电设备修理车间矿井机电设备、单体液压支柱的中修和大修外委修理。煤矿机电设备修理仅按小修规模在工业场地设置机修车间，承担煤矿机电设备和单体液压支柱的日常维护和修理任务。机修车间位于主平硐工业场地内，厂房面积170m2。配备CY6140型车床1台，Z3040×10(12)型钻床1台，BX3-300型电焊机2台，S3SL-300型砂轮机1台、乙炔发生器1台、工具箱2个。轨道铺设至机修间内，便于矿车等进入车间修理。二、坑木加工房第104页 坑木加工房位于主平硐工业场地内，承担矿井坑木材料改制加工工作，有轨道与坑木场相连，便于坑木的加工及运输。厂房面积90m2。承担坑木加工，配备MJ3110C型木材加工机床1台，MJ109（7kW）型圆盘锯1台，MR1512型自动万能磨锯机1台。三、化验室矿井煤样化验外委。四、救护队企业与X安顺矿山救护队签订有《矿山救护协议》，矿井建立辅助救护队，指定兼职救援人员，配备便携式瓦斯检测报警仪(光学瓦斯检定器)、4h氧气呼吸器、自救器、氧气瓶、自动苏生器、担架、灾区移动电话、灭火器及战斗服等救护装备、器材、防护用品和安全检测仪器、仪表。第五节地面运输一、运输条件矿井距珙泉镇汽车站约30km，距X巡场镇46km，工业场地有2km公路与珙(县)～兴(文)公路连接，经巡场镇可达宜宾、泸州、内江等地。二、运输方式1、外运方式根据矿井生产规模、产品销往地及周边交通条件，设计选用汽车外运方式。2、外运能力煤炭外运由社会车辆完成，按发车间隔时间30min、装运时间10h/d、车载量15t/车、运输不均衡系数1.5计算，日运输能力可达360t；按年运输时间330d计算，矿井最小外运能力99kt/a，矿井最大外运能力可达第104页 148kt/a，能满足矿井煤炭外运需求。3、日外运车次煤炭外运任务由社会车辆承担，根据计算，矿井最大外运车次为24车/d，按平均原煤产量273t/d计算，平均外运车次为18车/d。第104页 第八章总平面布置及防洪排涝第一节概况一、概述矿井主平硐工业场地为改造利用。主平硐工业场地位置选择在主平硐井口附近，已建有部分建筑、排矸场、储煤场等地面建筑设施。矿区属亚热带季风气候，气候温和、潮湿、雨量充沛、冬春多雾及绵雨。据仙峰气象站(2004～2005年)资料：年降雨量1000～1300mm，历年平均降雨量1193.9mm。根据《建筑抗震设计规范》GB50011-2001附录A“我国主要城镇抗震设防烈度、设计基本地震加速度和设计地震分组”，X抗震设防烈度为Ⅵ度，设计基本地震加速度值为0.05g，所属的设计地震分组为第一组。工业场地范围内无垮塌、滑坡、活断层、泥石流等地质灾害。表土为粘土、粉质粘土，含植物根系，植被发育，基岩为砂质泥岩、砂岩。工程地质良好，场地稳定，适宜修建建筑物。第二节总平面布置一、平面布置的主要原则1、结合地形、地貌、工程地质、水文、气象和协调井上下关系，满足地面生产系统各环节要求，坚持有利生产、方便生活、节约用地，投资少的原则。2、充分利用地形，避免高挖深填，减少土石方及建筑基础工程量。第104页 3、充分利用已有建筑。4、综合协调建构筑物、堆场、轨道、管线、公路等各项的关系，做到紧凑合理，线路短，整齐美观。5、兼顾风向和朝向，利于环境保护和绿化。6、在满足生产需要的前提下，尽可能的简化生产系统，便于使用、管理。7、合理分区，尽量减少污染。二、功能分区及场地布置工业场地位于主平硐正前方附近，地势相对平缓，连接矿区公路，无水患及其他环境地质灾害威胁。工业场地担负原煤、矸石的换装、贮存外运及机修、坑木的转运加工等主要任务并兼负其它职能。根据工业场地地形特点，本着兼顾生产、生活、管理及外部运输的合理性等原则布置，场地按功能分区由东向西布置为行政福利区、辅助生产区、生产区。1、生产区设于主平硐的正前方。由筛分场、储煤场、临时储矸场、等单元组成，为矿井主要生产环节。2、辅助生产区紧靠行政福利区，设压风机房、机修房、材料库、矿灯房、急救室、井口调度室等建(构)筑物构成。3、行政福利区位于主平硐东侧，利用矿井主平硐东侧3层钢筋混凝土结构建筑为综合楼，设办公室、培训中心、食堂、更衣室、浴室、单身宿舍、厕所等，对外联系极为方便。该区为矿井生产指挥中心，人员集散地，在创造美观建筑立面基础上，配以花卉、草坪，进行绿化、美化，使环境优美。第104页 4、场地布置矿井工业场地占地1.47hm2，场内道路路面宽度按5m设计。机修间、材料库、行政福利区的场地均做了一定数量的铺砌加固。煤仓、矸石仓、坑木场、装车场等场地按一般加固处理。在场区道路两侧，人工开挖的边坡及部分空余地带进行绿化，工业场地建筑面积详见表8-2-1。表8-2-1主要占地面积指标序号项目单位数量1总占地面积ｍ214700其中：主井工业场地用地面积：ｍ212000风井用地面积ｍ2800临时排矸场地用地面积ｍ2300生活区用地面积ｍ21400其他用地面积ｍ22002建构筑物占地面积ｍ25803建筑系数％17.64窄轨铁路ｍ1205土石方工程量：挖方ｍ38006绿化面积ｍ24907绿化系数％14.88围墙ｍ3349挡墙ｍ340第三节竖向设计及场内排水一、竖向布置原则1、竖向布置必须与平面布置统一考虑，满足场区划分、台阶划分、生产与运输及建、构筑物在平面和竖向上的各种功能要求；2、充分利用地形，因地制宜，合理确定建、构筑物和场地的设计标高；第104页 3、场区及建、构筑物长边一般顺地形等高线布置；4、充分注意工程地质和水文地质条件，避免由于竖向布置不当影响土体自然平衡；5、结合场外条件，合理布置场内排水系统，使地面水以最合理的途径排出场外。二、竖向布置工业场地的地形西高东低，设计为了充分利用地形，减少土石方量，在满足生产工艺和窄轨铁路运输的前提下，采用台阶式布置方式。主要有二个台阶：辅助生产区、主井为一个台阶，标高为＋582m。储煤坪为一个台阶，标高为+578m，与矿区公路相联。经预算，主井工业场地挖方量3000m3，填方量10000m3。三、场内排水矿井工业场地布置在山坡坡脚，为防止暴雨洪水流入工业场地，影响矿井正常作业，设计于工业场地周边布置明沟排水，明沟呈矩形，宽0.5m，高0.4m，坡度5‰，水泥砂浆铺砌；工业场地内布置暗沟排水，暗沟呈矩形，宽0.5m，高0.4m，坡度5‰，水泥砂浆铺砌，上覆混凝土盖板。第四节场内运输场内运输连接场外运输和井下运输，主要型式为窄轨铁路和公路，负责矿井煤、矸外运和材料设备运输及人员交通。场内窄轨铁路轨型15kg/m，轨距600mm，钢筋混凝土轨枕，股道线间距2.4m，最大纵向坡度5‰，窄轨铁路总长300m，窄轨铁路单开道岔2付，渡线道岔1付。原煤出地面后，由翻车机卸入储煤场，通过汽车外运。第104页 矸石出地面后，由翻车机翻入临时排矸场堆放，通过汽车运至矸砖场。场内道路为混凝土路面，宽度4.5m，长200m。铺砌场地800m2，一般加固场地1860m2。矿井生产的原煤外运所需的车辆由社会车辆承担，本矿生活及生产用车配备如下：1、轻型载重汽车2辆；2、生活车1辆。第五节矿井其它工业场地布置一、风井工业场地设计矿井1个专用回风井为全矿井服务，风井距主平硐井口直线距离约1700m。风井工业场地面积约800m2，场内布置风机房、变电所和值班室，瓦斯泵站等。二、高位水池根据矿井现有供水状况，矿井供水采用X乡饮水工程水源。主平硐工业场地修建1个生活水池，水池容积200m3，池底标高+622m。为确保井下一旦发生火灾时，消防水流方向与风流方向一致，生活水池作为井下一旦发生火灾时的备用水池。即通过主平硐消防水管与主平硐生活水池连通，通过闸阀控制，根据需要启动生活水池向井下进行加压供水。风井场地设计两个互为备用的高位水池，供井下消防、防尘洒水用，池底标高均为＋725m，主水池有效容积250m3，备用水池有效容积250m3，通过管道静压向井下供水。三、炸药库第104页 炸药库的位置应满足有关安全距离要求，既要避免外界对炸药库的影响，又不威胁外界的安全，应布置在靠山隐蔽的地方，同时要布置围墙。在主平硐西南方向约300m处布置炸药库，场地面积300m2。炸药库的布置需经当地公安部门同意后方可实施。第六节管线综合布置一、工业场地工程管线种类工业场地内的工程管线主要有以下几类：给水管、排水管、动力、照明电缆、通讯线等。二、工程管线综合布置原则1、管线综合布置应尽量使各管线间及管线与建、构筑物之间在平面和竖向布置上互相协调，既节约用地，又满足施工、检修及安全生产的要求；2、根据各种管线的性质、用途、相互联系和彼此间可能产生的影响，合理选择管线敷设方式及其路径，尽量顺直、短捷、布置均匀、占地集中；3、管线宜成直线布置，并与道路、建筑物轴线及相邻管线平行。4、管线至相邻平行布置的管线、道路、建、构筑物的水平间距，一般采用最小值。三、工程管线敷设方式1、供电、通讯线路敷设绝缘导线、通讯线路采用架线方式敷设，裸体电源线采用架线敷设，电缆采用穿管埋地敷设。2、管道敷设管道采用地面式布置。四、特殊条件下的管线布置工程管线在综合布置时，如发生矛盾，应按下列原则处理：1、压力管让自流管。第104页 2、管径小的让管径大的。3、易弯曲的让不易弯曲的。4、临时性的让永久性的。5、工程量小的让工程量大的。6、检修次数少的让检修次数多的、不方便的。第七节防洪排涝工业场地背靠山坡，为避免山洪灌入矿井或冲垮地面建筑物，沿工业场地上方，沿着垂直来水方向大致沿地形等高线修建截洪沟，引流洪水和浅部地下水，使其绕过工业场地，场内不受洪水威胁，场内雨水可经排水沟排至矿区外。截水沟采用倒梯形断面，纵坡坡度≥1％。工业场地附近无河流、地表水体，不受洪水威胁。第104页 第九章电气第一节矿井供电电源矿井现为10kV单回路供电，现有底硐供电所10kVⅠ段母线电源作为矿井主电源，线路规格为LGJ-3×70mm2，供电距离约5km；备用电源（待建），拟来自底硐供电所10kVⅡ段母线，线路规格为LGJ-3×70mm2，供电距离约为5km。矿井10kV线路的新建和改造，由矿方另外委托具有相应资质的单位进行设计和施工。第二节电力负荷投产时，全矿主要电力负荷统计如下：设备总容量：966.7kW设备总工作容量：633.8kW有功负荷：418.79kW无功负荷：344.33kvar无功补偿容量：207kvar补偿后的视在功率：440.83kVA补偿后的平均功率因数：0.95吨煤电耗：24.2kW•h/t电力负荷统计见表9-2-1。第104页 表9-2-1电力负荷统计表序号用电设备名称电压(V)数量(台)设备容量(kW)需要系数COSФtgФ计算负荷选用变压器容量(kVA)备注全部工作全部工作有功功率(kW)无功功率(kvar)视功功率(kVA)一地面负荷(一)工业场地　　　　　　　　　　　1矿灯充电房38015150.40.80.756.004.50　2锅炉房3807.57.50.70.750.8825.254.63　3坑木加工房38015100.50.651.1695.005.85　4机修车间38030200.40.750.8828.007.06　5空压机380150750.70.750.88252.5046.30　6单身宿舍、食堂380/22030300.70.80.7521.0015.75　7综合楼380/22030300.70.80.7521.0015.75　8照明22010100.70.80.757.005.25　9其它38010100.70.80.757.005.25　10小计　297.5207.5　　　132.75110.33　11同时系数0.9　　　　　　　　119.4899.30155.3512变压器损失　　　　　　　　2.339.32　13合计　　　　　　0.7460.892121.81108.62163.20S11-M-250/10/0.4kV(二)风井工业场地　　　　　　　　　　　第105页 1主要通风机380212201100.850.850.6293.5057.95110.002风门绞车38021157.50.70.850.625.253.25　3变压器损失　　　　　　　　1.656.60　4合计　　　235117.5　0.850.62100.4067.80121.15S11-M-200/10/0.4kV(三)瓦斯抽采泵站　　　　　　　　　　　1瓦斯抽采泵3802190450.70.850.6231.5019.5237.062其它38021157.50.70.850.625.253.25　3变压器损失　　　　　　　　0.562.22　4合计　　　10552.5　0.8310.6737.3125.0044.91KBSG-100/10/0.69kV二井下负荷(一)井下变电所1可弯曲刮板输送机6602244440.650.71.0228.6029.18　2装载用刮板输送机6602260600.650.750.88239.0034.39　3乳化泵站6602160300.650.750.88219.5017.20　4架空乘人装置6601122220.70.850.6215.409.54　5提升绞车6601155550.70.80.7538.5028.88　6煤电钻127647.24.80.40.61.3331.922.56　7全液压钻机660213718.50.60.71.0211.1011.32　第105页 8小计　1612285.2234.3　　　154.02133.07　9同时系数0.9　　　　　　　　138.62119.77183.1910变压器损失　　　　　　　　2.7510.99　11合计　　　　　　0.7340.925141.37130.76192.57KBSG-315/10/0.69kV(二)局部通风机　　　　　　　　　　　1局部通风机6604244220.80.850.6217.6010.9120.712变压器损失　　　　　　　　0.311.24　3合计　　　　　　0.850.6217.9112.1521.64KBSG-50/10/0.69kV矿井负荷总计966.7633.8418.79344.33无功功率补偿207补偿后合计0.95418.79137.65440.83吨煤电耗24.2第105页 第三节送变电一、矿井供电系统的技术特征矿井设计采用双回路10kV电源供电，双电源来自底硐供电所10kV不同母线段。现为单回路供电，线路规格为LGJ-3×70mm2，供电距离约5km。另一回路待建。矿井10kV线路的新建和改造，由矿方另外委托具有相应资质的单位进行设计和施工。底硐供电所属国网变电站。矿井的二回10kV线路建成后，应能担负矿井扩建后全部负荷。二、送电线路技术特征根据矿井所在地区气象资料，以及“典型气象条件”和《66kV及以下架空电力线路设计规范》，确定本矿送电线路设计采用的气象资料如下：最高气温：+40℃；最低气温：-5℃；年平均气温：+15℃；最大风速：30m/s；最大覆冰：0mm。本矿井10kV送电线路设计均为钢筋混凝土电杆、铁横担，线路路径地形为山地。第四节矿井主变电所一、短路电流计算矿井设计采用双回路10kV电源供电，双电源来自底硐供电所第124页 10kV不同母线段，线路规格均为LGJ-3×70mm2，供电距离约5km。由于目前缺乏变电站的相关短路资料，设计按电源线路所在底硐供电所馈出柜中断路器额定开断电流（25kA）进行短路电流计算，配电所短路电流计算：地面主变电所10kV母线：次暂态短路电流I″=2.9kA；短路容量S″=52.7MVA；短路冲击电流ich=7.4kA。二、电气主接线地面主变电所设高压配电室、低压配电室、检修及备品间等，变压器户外安设，并设围墙。10kV电源架空线引至主井工业场地，经终端杆安装的FW2-10G/100型高压负荷开关和HY5WS-12.7型避雷器后，再由电缆引入地面变电所高压配电室。地面主变电所采用单母线分段运行方式。三、主要电气设备选择矿井主变电所10kV配电装置选用KYN28A-12型成套开关柜11台，其中进线柜2台、馈出柜9台（含备用柜1台）、母联柜2台。该开关柜主要电气元件选用ZN63A-12/630型真空断路器、LZZBJ9型电流互感器、JDZX-10型电压互感器。矿井主变电所两段10kV母线各安装XHG-10Ⅲ/63型消弧消谐选线装置1套。主变电所设GJZK型自动无功补偿高压电容器柜1套，补偿后功率因数达到0.95。四、所用电源及直流电源矿井主变电所的所用电取自主变电所0.4kV不同母线段上，可互为备用。第124页 变电所操作电源选用微机高频开关直流屏，装设免维护铅酸蓄电池一组，电压220V，选用蓄电池容量为80Ah，直流电源屏型号为GZDW35-80-220/40-M型。五、继电保护及控制主变电所的保护、测量、控制、自动化装置选用YH－B5000系列多功能保护继电器构成的变电所自动化系统，该继电器是同时可以完成控制和监视功能的数字式继电器，它能支持用户进行高效的电力系统管理、确保对用户的可靠供电。该系统能实现变电所运行所需的保护、控制和监视。系统整体上分为站控层和间隔层两层，两层之间通过通信网络相连，能很好地满足综合自动化系统的需要，是整个变电所保护、测量、控制、自动化装置、操作切换及管理的智能化中心。主要电气设备继电保护及自动装置配置如下：（1）10kV进线：备用电源自动投入装置。（2）变压器：过负荷保护、压力释放阀保护、油位信号装置、温度信号装置。（3）10kV母线分段开关：过电流保护。（4）10kV线路：过电流保护、单相接地保护。（6）电容补偿装置：限时电流速断保护、过电流保护、过电压保护、低电压保护、零序电压保护、单相接地保护。六、接地方式和接地网设置地面各变电所均设主接地网，其工频接地电阻不大于4Ω。所内电气设备金属外壳、设备构架、支架、开关柜及控制保护屏基础槽钢或角钢、电缆金属外皮等均就近与主接地网连接。七、变电所照明第124页 矿井主变电所采用交流220V为照明电源。照明选用节能型灯具。事故照明采用直流220V电源。事故时由直流电源供电。第五节地面供配电一、地面供配电系统矿井地面供配电采用10kV、660V、380/220V电压等级，一级用电负荷采用双回路电源供电。矿井主井工业广场内设一座地面主变电所；风井设一座风井变电所；瓦斯抽采泵站设一座变电所。供瓦斯抽采泵站用电的变压器中性点不得接地，供地面其它负荷的变压器中性点直接接地。1、地面主变电所设备总容量：297.5kW设备总工作容量：207.5kW有功负荷：121.81kW无功负荷：108.62kvar视在功率：163.20kVA该变电所设在主平硐工业广场内，主变电所10kV配电装置选用KYN28A-12型成套开关柜11台，其中进线柜2台、馈出柜9台（含备用柜1台）、母联柜2台。变电所内的0.4kV母线为单母线分段接线，GCL型低压开关柜5台，其中进线柜2台、馈出柜2台、联络柜1台。地面主变电所安设S11-M-250/10/0.4kV型变压器2台，其中1台工作、1台备用，供主井工业场地的设备用电。单台变压器运行时的负荷率为65%，保证系数为1.53，当一台变压器故障时，另一台变压器能担负主平硐工业场地负荷用电。第124页 地面主变电所主要担负压风机、地面机修车间、办公楼等用电。机修车间、坑木房、生活用电等为0.4kV单回路电源供电，压风机、监控中心站等重要负荷为0.4kV双回路电源供电，并分接在0.4kV不同母线段上。2、风井变电所风井负荷统计：设备总容量：235kW设备总工作容量：117.5kW有功负荷：100.4kW无功负荷：67.8kvar视在功率：121.15kVA该变电所设在回风平硐井口附近，其两回10kV电源来自地面主变电所10kV不同母线段，电源线路单回路线路长约3.0km，变电所进线侧采用户外高压负荷开关加避雷器对线路进行保护。该变电所选用S11-M-160/10/0.4kV型变压器2台，GCL型低压开关柜5台，其中进线柜2台、馈出柜2台、联络柜1台。单台变压器运行时的负荷率为76%，保证系数为1.32，当一台变压器故障时，另一台变压器能担负风井场地设备用电。通风机电控采用软启动装置。为对主要通风机运行状况进行监测，在主要通风机房内按要求配备水柱计、轴承温度计、电流表、电压表等仪表。主要通风机房安设HA688型电话机直接和矿调度室联系。3、瓦斯抽采泵站变电所设备总容量：105kW设备总工作容量：52.5kW有功负荷：37.31kW第124页 无功负荷：25kvar视在功率：45kVA瓦斯抽采泵站变电所的两回10kV电源，来自地面主变电所10kV不同母线段，所内安设KBSG-100/10/0.69kV型变压器2台，其中1台工作、1台备用。瓦斯抽采泵采用矿用隔爆本质安全型真空电磁起动器进行控制。二、工业及民用建筑物防雷、照明地面爆炸材料库、瓦斯抽采泵站按第一类防雷建筑进行设计，其余建（构）筑物按《建筑物防雷设计规范》的要求装设防雷设施（见第十三章第六节）。矿井生产和生活用电分开，通风机房、地面变电所、调度室、瓦斯抽采泵站设应急照明。第六节井下供配电一、下井电源及电压矿井井下供电距离较远，为保证机电设备正常工作，使井下稳定供电，减少电能损失，矿井采用两回10kV电源线路下井至井下变电所，两回10kV电源来自地面主变电所不同母线段，两回电源互为备用，当其中一回停止供电时，另一回可承担井下全部负荷。矿井井下供电电压为10kV、660V、127V三种电压等级。二、主电缆选择1、井下负荷统计：有功负荷：159.28kW无功负荷：142.91kvar视在功率：213.99kVA第124页 2、井下变电所10kV母线：次暂态短路电流I″=2.8kA；短路容量S″=50.5MVA；短路冲击电流ich=7.1kA；3、主电缆选择最大负荷时，井下总的持续工作电流：按经济电流密度选择电缆截面：按电缆短路时的热稳定选择电缆截面：通过以上计算，下井主电缆选择MYJV22-8.7/10-3×35型矿用交联聚乙烯绝缘钢带铠装聚氯乙烯护套电力电缆。下井主电缆沿主平硐敷设至中井下变电所。三、井下变电所有功负荷：159.28kW无功负荷：142.91kvar视在功率：213.99kVA井下变电所电源来自地面主变电所10kV不同母线段，高压母线采用单母线分段接线方式，正常情况下分列运行。井下变电所内设7台BGP46型高压隔爆配电装置，其中进线开关2台，联络开关1台，馈出开关4台。所内设2台KBSG-315/10/0.69kV型矿用隔爆干式变压器，其中1台工作、1台备用，供井下采掘设备等用电。另设2台KBSG-50/10/0.69kV型矿用隔爆干式变压器作为局部通风机专用变压器（负荷率为43.3%，保证系数为2.3），采用分列运行，互为备用，正常工作的局部通风机采用“三专”第124页 供电，备用局部通风机电源取自同时带电的另一电源，当正常工作的局部通风机故障时，备用局部通风机能自动启动，保持掘进工作面正常通风。所内低压馈出线均装设带选择性漏电保护的KBZ型馈电开关，达到对660V系统的绝缘检测及漏电保护。四、低压配电设备及电缆井下变电所低压馈电开关选用带选择性漏电保护的KBZ型馈电开关。回采工作面煤电钻均采用ZBZ-2.5Z型煤电钻综合保护装置供电，井下其余机电设备选用QBZ系列矿用隔爆型真空电磁起动器。变电所至配电点的电缆选用MYP型矿用移动屏蔽橡套软电缆，煤电钻选用MZ型煤矿用电钻橡套电缆。五、电气设备保护、接地及照明1、电气设备保护井下电气设备应按不同使用场所，根据《煤矿安全规程》第四百四十四条之规定选择。井下变电所高压馈出线必须设有选择性的单相接地保护装置，并应作用于信号。当单相接地故障危及人身、设备及供配电系统安全时，保护装置应动作于跳闸；井下变电所动力变压器的高压控制设备设有短路、过负荷、接地和欠压释放保护；低压馈出回路除装设短路和过负荷保护装置外，还装设有带选择性漏电保护的装置，能自动切断漏电的馈电线路；井下低压电动机的控制设备均设有短路、过负荷、单相断线、漏电闭锁保护装置及远方控制装置；煤电钻选用具有检漏、漏电闭锁、短路、过负荷、断相、远距离起动和停止煤电钻功能的综合保护装置；用于控制保护的断路器的断流容量，必须大于其保护范围内电网在最大运行方式下的三相金属性短路容量，并应校验断路器的分断能力和动、热稳定性。采煤工作面的电气设备设瓦电闭锁，掘进工作面的电气设备设风电第124页 闭锁、瓦电闭锁。2、接地电压在36V以上和由于绝缘损坏可能带有危险电压的电气设备的金属外壳、金属构架，铠装电缆的钢带或钢丝、铅皮或屏蔽护套必须设置保护接地。在井下变电所附近水沟适当位置设两个充水坑，将2块主接地极分别置于两充水坑内；机电硐室、低压配电点等地点应装设局部接地极，局部接地极设置在巷道水沟内或其它就近潮湿处。主接地极的面积不小于0.75m2，厚度不小于5mm的镀锌钢板。局部接地极设置在巷道水沟内或其它就近潮湿处，设置在水沟中的局部接地极为面积不小于0.6m2，厚度不小于3mm的镀锌钢板或等效面积的钢管制成；其它配电点的局部接地极为直径不小于35mm，长度不小于1.5m的钢管制成。所有电气设备的保护接地装置（包括电缆的铠装、铅皮、接地芯线）和局部接地装置，应与主接地极连接成1个总接地网。接地网上任一保护接地点的接地电阻不得超过2Ω。每一移动式和手持式电气设备至局部接地极之间的保护接地用的电缆芯线和接地连接导线的电阻值，不得超过1Ω。连接主接地极的接地母线，应采用截面不小于50mm2的铜线，或截面不小于100mm2的镀锌铁线，或厚度不小于4mm、截面不小于100mm2的扁钢。电气设备的外壳与接地母线或局部接地极的连接，电缆连接装置两头的铠装、铅皮的连接，应采用截面不小于25mm2的铜线，或截面不小于50mm2的镀锌线，或厚度不小于4mm、截面不小于50mm2的扁钢。橡套电缆的接地芯线，应用于监测接地回路，不得兼作他用。第124页 硐室内的电气设备保护接地及检漏继电器的辅助接地，应按现行《矿井保护接地装置的安装、检查、测定工作细则》和《煤矿井下检漏继电器安装、运行、维护与检修细则》的规定执行。硐室内的接地母线应沿硐室壁距地面0.3～0.5m处敷设，过通道时应穿钢管敷设。3、照明在井下各机电硐室、装车站等处设有固定照明装置，照明灯具选用DGS20/127YA型矿用隔爆型节能荧光灯和DGS6-60/127B型矿用隔爆型白炽灯。为保证安全，选用保护齐全的ZBZ型矿用隔爆型照明综合保护装置供给127V照明电源。移动照明采用KL4LM型双光源锂电池矿灯。第七节通讯与计算机管理一、通讯1、行政通讯对外通讯光缆已由电信局架设至矿井工业场地，中国移动和中国联通网络信号覆盖矿区。矿井办公楼设置在工业场地，只设计工业场地的行政通讯。根据矿井人员配备和井下采掘部署情况，设计采用KTJ101-60矿用数字程控调度总机，解决矿井内外相互间通讯联系，调度交换机安设在调度室内。2、调度通讯根据国家安全生产监督管理总局和国家煤矿安全监察局安监总煤行〔2007〕167号文件要求，在井下变电所、消防材料库、总回风巷、采煤工作面上下口、各掘进工作面等地点安装电话机。井下选用型号为KTH104矿用电子电话机，下井的通讯干线选用两回MHYA32-30×2×0.8型通讯电缆。接至电话机的支线，选用MHJYV-1×2×7/0.28型通讯电缆。凡安装电话机的地点，设立醒目的电话标志，并标明调度、救援等重要电话号码。矿领导办公室、生产管理部门、安全监察部门、地面第124页 变电所、主通风机房等地面场所设普通电话机，其型号为HA688；主线路采用HYA－20×2×0.5型通讯电缆；接至电话机的支线选用HPV-2×0.5型通讯电缆。瓦斯抽采站设KTH104矿用电子电话机，选用MHJYV-1×2×7/0.28型通讯电缆（详见调度通讯系统图）。另外中国联通、移动网络信号覆盖该区，可用无线电话对外通讯。二、计算机管理为适应现代化矿井管理的需要，设计考虑建立计算机网络系统，矿井共设10台计算机，将矿井各部门的计算机以及监测系统的计算机联网，使信息共享，提高矿井的现代化管理水平。第124页 第十章地面建筑第一节设计原始资料及建筑材料一、气象矿区属亚热带季风气候，气候温和、潮湿、雨量充沛、冬春多雾及绵雨。据仙峰气象站(2004～2005年)资料：年降雨量1000～1300mm，历年平均降雨量1193.9mm。二、地震根据《建筑抗震设计规范》GB50011-2001附录A“我国主要城镇抗震设防烈度、设计基本地震加速度和设计地震分组”，X抗震设防烈度为Ⅵ度，设计基本地震加速度值为0.05g，所属的设计地震分组为第一组。三、工程地质条件工业场地内多为荒坡，耕地较少。场地内的土层由上至下为：耕植土、砂土、粉质粘土、粘土、基岩。对体积小、荷载轻的建筑物可选用粉质粘土、粘土作持力层。对荷载大的建筑物选基岩作持力层。工业场地外围无常年性的河流及地表水体，仅有季节性的冲沟，主井工业场地不受洪水威胁。场地内无不良地质现象，场地稳定，适宜作为工业场地。建筑场地类别为II类。四、设计依据1、矿井建设规模和劳动定员表2、《煤炭工业小型矿井设计规范》GB50399-2006；第124页 3、《建筑结构可靠度设计统一标准》GB50068-2001；4、《建筑设计防火规范》GB50016-2006；5、《砌体结构设计规范》GB50003-2001；6、《建筑结构荷载规范》GB50009-2001；7、《混凝土结构设计规范》GB50010-2002；8、《建筑地基基础设计规范》GB50007-2002；9、《建筑抗震设计规范》GB50011-2001。五、建筑材料及构配件除钢材外，砖、砂、石、水泥、木材等均可就地解决，预应力、非预应力钢筋混凝土空心板和槽板可从小型预制构件厂加工，门窗、过梁等建筑构件等均可现场预制。第二节工业与行政、公共建筑物一、现有建(构)筑物情况工业场地内建有办公室、机修车间、器材库房、职工宿舍等地面建筑设施可以利用，设计不再考虑。二、新建建（构）筑物(一)工业建、构筑物矿井主要新建建（构）筑物有：坑木加工房、通风机房、机车库、材料库、压风机房、地面瓦斯抽采泵站、炸药库、沉淀池、高位水池等。房屋结构型式均为砖混结构，毛石条基基础；沉淀池和高位水池结构型式均为钢筋砼框架结构，钢筋砼单独基础。填充墙均采用空心砖，外墙面为喷涂水泥砂浆墙面，内墙面为水泥砂浆墙面。钢筋砼预制槽板、空心板、水池、钢筋砼过梁、雨蓬等均采用标准通用设计。第124页 主要工业建、构筑物总建筑面积为3425m2，建筑体积为11239m3。详见表10-2-1。表10-2-1主要工业建、构筑物特征表序号建筑名称建筑指标结构型式基础类型长度(m)面积(m2)体积(m3)1变电所20200600砖混结构毛石条基2机修车间20180540砖混结构利用3坑木加工房1060180砖混结构毛石条基4锅炉房63090砖混结构毛石条基5器材库20200600砖混结构利用6通风机房840120砖混结构毛石条基7瓦斯抽采站30300900砖混结构毛石条基8地磅房83296砖混结构毛石条基9炸药库1050150砖混结构毛石条基10高位水池12300钢筋砼11压风机房945135砖混结构毛石条基12沉淀池10320钢筋砼13矿灯、浴室、任务室309002700砖混结构毛石条基14办公楼305401620利用15职工宿舍306001800砖混结构利用16食堂12144576砖混结构毛石条基17雷管库840120砖混结构毛石条基18井口值班室82472砖混结构毛石条基19厕所840120砖混结构20生活水池10200钢筋砼利用合计342511239(二)行政、公共建筑物1、建筑设计依据行政、公共建筑物设计依据和建筑标准按《煤炭工业小型矿井设计规范》、《建筑设计防火规范》等规范的有关规定执行。第124页 2、行政、公共建筑物面积计算矿井劳动定员按90kt/a生产规模的指标为准进行计算，根据矿井劳动定员计算(详见第十五章)。全部职工在籍人数408人，原煤生产在籍人数366人，最大班生产人数91人，最大班出勤人数107人，管理人员23人。根据《煤炭工业小型矿井设计规范》相关规定，并结合矿井实际情况，通过与业主协商，确定矿井生活、行政、公共建筑总面积为2010m2，详见表10-2-2。表10-2-2行政、公共建筑面积表序号项目名称采用指标计算人数计算面积(m2)采用面积(m2)1矿办公室22m2/人17人3743742安全室8m2/人6人48483培训室0.5m2/人366人1831834浴室0.85m2/人107人90.9915更衣室1.05m2/人366人384.33856辅助用房0.40m2/人366人146.41477矿灯房0.13m2/人1208自救器房0.13m2/人459任务交待室150m2/区1区18018010急救室15011厕所4012井口等候及值班室0.50m2/人107人53.55413食堂1.80m2/人107人192.6193合计1652.720103、建筑布置及方案确定行政、公共建筑主要包括办公楼、综合楼等地面建筑，建筑设计以“有利生产、方便生活、利于管理、节约用地”为原则，根据建筑物的功能特点，充分利用地形、合理布局，兼顾风向与朝向。第124页 办公楼、综合楼有人行道路通向井口，通风排气问题设置高窗、地窗解决，以减少室内污染。室内装修内墙面、顶棚采用水泥砂浆抹灰，外刷白色涂料；室内地面采用地砖铺设。外墙装修采用外墙面砖铺设。根据房屋的使用功能，办公楼、综合楼层高设计为3.0m，食堂设计为4.0m。4、浴室设备计算浴室设计中入浴人数按最大班出勤人数乘以1.3计算，男女职工比例按9:1。男浴室淋浴与大池比例为7:3；女浴室全部采用淋浴。池浴按每人0.4m2、淋浴器按每5人共用1个计算。(1)男浴室池浴面积及淋浴器个数入浴人数：107×1.3×0.9＝125(人)淋浴人数：125×0.7＝88人)池浴人数：125×0.3＝38(人)池浴净面积：38×0.4m2＝15.2(m2)淋浴器个数：125/5＝25(个)(2)女浴室淋浴器个数入浴人数：107×1.3×0.1＝14(人)淋浴器个数：14/5＝2.8(个)(3)更衣柜数量更衣室设更衣柜，男职工按原煤生产在籍人数每人设置闭锁式衣柜1个，内分两柜，分别放工作服和清洁衣物；女职工每2人设闭锁式衣柜1个，只供入浴时使用。全矿井更衣柜共配备396个，其中男职工389个，女职工7个。第124页 浴室设备数量详见表10-2-3。表10-2-3浴室设备配置表序号项目名称单位计算数量采用数量1男浴池净面积㎡15.2162男淋浴器个25253男更衣柜个3893894女淋浴器个2.835女更衣柜个775、矿灯房设备计算矿灯房按集中管理的方式设计。矿灯数量为井下在籍人数加50%管理人员之和乘以125%计。井下在籍人数为303人，管理人员23人，设计矿井采用KL4LM整体式锂电LED矿灯和KTSE-102型灯架，矿灯及灯架数量计算如下：KL4LM整体式锂电LED矿灯：(303+23×50%)×1.25＝315(盏)KTSE-102型灯架：315/102＝3.0(架)矿灯房设置2个收发窗口，全矿井共3架灯架。详见表10-2-4。表10-2-4矿灯房设备配置表序号项目名称单位计算数量采用数量1KL4LM型矿灯盏3153152KTSE-102型灯架架3.03.06、结构设计办公楼、综合楼均采用砖混结构，毛石基础，层高3.0m。第124页 第十一章给排水与采暖、供热第一节设计范围及设计依据一、设计范围1、地面生活、生产及消防给水系统设计；2、井下给水系统及消防、洒水管路系统的设计；3、地面排水系统及污废水处理系统的设计。二、设计依据1、《地面水环境质量标准》GHZB1-1999；2、《污水综合排放标准》GB8978-1996；3、《生活饮用水卫生标准》2001；4、《建筑给水排水设计规范》GB510015-2003；5、《室外给水设计规范》GB50013-2006；6、《室外排水设计规范》GB50014-2006；7、《建筑设计防火规范》GBJ16-87(2001年版)；8、《医院污水处理设计规范》CECS07：88；9、《煤炭工业给水排水设计规范》MT/T5014；10、《煤矿井下消防、洒水设计规范》MT/T5032-2003；11、《煤炭工业采暖通风及供热设计规范》；12、《矿井防灭火规范》(试行)，1988年原煤炭部制定；13、《煤矿井下粉尘防治规范》(试行)；14、其它与之有关的规章、规范及矿方提供的其它现场资料。第124页 第二节给水一、矿井用水标准及用水量矿井用水标准及用水量按《煤炭工业小型矿井设计规范》、《建筑设计防火规范》的有关规定执行并计算。经计算，矿井达产后日总用水量497.0m3/d，最大小时用水量67.8m3/h，设计秒流量18.86L/s；其中地面生产、生活及消防防尘洒水等用水量181.2m3/d，最大小时用水量25.5m3/h，设计秒流量7.16L/s；井下消防防尘洒水用水量315.8m3/d，最大小时用水量42.3m3/h，设计秒流量11.7L/s，详见表11-2-1。第124页 表11-2-1矿井用水量计算表序号用水项目用水人数(人)用水标准富余系数用水时间(h)日用水量(m3/d)小时变化数最大小时用量(m3/h)计算流量(L/s)备注昼夜最大班1职工生活用水30510720L/人·班86.12.51.90.532食堂用水30510715L/人·餐，2餐/人129.21.51.10.323淋浴用水305107喷头25个，540L/h·个延续时间1h/班415.113.81.054池浴用水305107水池(16m2×0.7m)，11.2m3/班433.618.42.33充水时间2h/班5洗衣房用水3051071.5kg/人，60L/kg89.61.51.80.506锅炉房用水锅炉1台，2.0t/h151833.61按60%计7空压机冷却水按循环水量的10%计185.410.30.1循环水量为3m3/h8地面消防用水5L/s，延续时间3h/次245412.30.7补充水按48h计9其它用水按1～8项总和的20%计2030.11.52.30.63小计181.2　25.57.169井下消防用水7.5L/s，延续时间6h/次6162127.07.5补充水按48h计10井下防尘用水凿岩机25L/min1.2586.010.80.2放炮喷雾220L/min1.2526.013.00.8净化水幕8平5.2m2,2L/min.m21.251699.816.21.7冲洗巷道420L/min1.2534.511.50.4搅拌机225L/min1.251037.513.81.1小计　315.842.311.7合计　497　67.818.86第125页 二、水压按地面消防栓出口水压及井下消防栓处出口水压不低于0.35MPa设计。三、水质矿井地面生产、生活、消防用水及井下消防、防尘洒水均来自地面高位水池，水质均按满足《生活饮用水卫生标准》的要求处理。四、给水水源1、水源现状矿井地表水贫乏，矿井水源取自X乡饮水工程。2、水源选择矿井地面生活、生产及井上、下防尘、消防洒水等用水取自X乡饮水工程。3、供水方案结合矿井水源条件，按水质满足要求、节约用水原则，矿井供水采用X乡饮水工程。五、给水系统1、工业场地给水系统地面生活用水由自来水管直接供给，经计算，地面生产和消防防尘主供水管道选用管径为80mm无缝钢管，支管选用管径为30～15mm的PR－R塑料管；主供水管道采用法兰连接，支管采用快速接头连接，暗埋敷设。2、井下消防洒水给水系统矿井于回风平硐井口西南面山坡上并列修建二个高位水池（一个为主水池、一个为备用水池）。主水池容积为250m3，备用水池容积为250m3，池底标高+720m，池内水取自X乡饮水工程，由管网静压供给各用水地点。经计算，井下管路由回风平硐进入，主供水管道选用DN100第229页 热轧无缝钢管，支管选用DN50热轧无缝钢管；主供水管道和支管采用快速接头连接，管道均沿巷侧吊挂铺设。第三节排水一、污废水来源矿井污废水主要为生活污水、生产污废水、急救室医疗废水及井下水。二、污废水排放1、生活污废水排放主要包括职工生活污水、食堂污水和浴室污水，水量一般为90m3/d左右，采用沼气化粪池做初级生化处理后排入地埋式生活污水处理装置进行二级生化处理达标后，通过排水暗沟排放。2、生产污废水主要为机修车间，污、废水水量一般为1.5m3/d，经处理达标排放。3、急救室医疗废水主要为矿井急救室所排废水，排放量一般约1.0m3/d左右，该类废水含有大量病菌和各种细菌，其处理方法为设置消毒池集存并采用二氧化氯消毒液或氯片消毒处理后排入二级生化处理装置处理达标后排放。4、井下水井下水为受煤岩粉尘等污染的地下水，水量一般为50.0m3/h，通过主平硐井口沉淀池沉淀处理达标后排放。第四节室内给排水第229页 根据各建、构筑物的功能需要，办公楼及单身职工住宅等建筑物内设置相应的给排水设施和卫生装置。按照《煤炭工业矿井设计规范》要求，浴室内设置供井下人员淋浴或池浴用的沐浴卫生设施及相应的冷热水供应管路和排水设施。按照《建筑设计防火规范》和其它相关要求，在井下各机电硐室附近，地面生产运输系统构筑物、办公楼及其它公共设施内设置消防管路系统。第五节采暖及供热一、室内外气象参数1、冬季采暖室外计算温度:4℃2、冬季通风室外计算温度:8℃3、夏季通风室外计算温度:31℃4、冬季通风室外计算相对湿度:65%5、室外风速：冬季1.2(m/s)、夏季1.2(m/s)6、大气压力：冬季736(mmHg)、夏季724(mmHg)7、暖室内计算温度：浴室及更衣室：23℃～25℃办公室及居住建筑：18℃。二、采暖、供热矿井属非采暖地区，为创造正常的劳动、工作和生活条件，保护职工身体健康，在生产及辅助生产、行政办公、生活福利建筑内设置采暖设备。按照各建筑物性质、用途和特点，行政办公、生活福利建筑采暖设备采用冷暖空调供热制冷；辅助生产区利用原有的LSG0.12-0.04-AⅢ型热水锅炉和火炉供热。本矿井锅炉房供热对象主要是浴室，采用氰聚塑保温管道向浴室供应热水。第229页 更衣室和地面工人休息室设置火炉取热。职工开水供应，选用KS200节汽保温型开水罐2台，单台容量200L。按《煤炭工业矿井设计规范》，矿井职工食堂冷藏设备，选用容量为2m3冷冻柜2台。第229页 第十二章节能减排第一节节能一、节电1、用电指标分析设备总容量：966.7kW设备总工作容量：633.8kW有功负荷：418.79kW无功负荷：344.33kvar无功补偿容量：207kvar补偿后的视在功率：440.83kVA补偿后的平均功率因数：0.95吨煤电耗：24.2kW•h/t2、节电措施1)减少井巷通风阻力，降低通风能耗。(1)主要井巷采用砌碹或光爆锚喷支护，严格按质量标准施工，保证成巷质量、巷壁平整，减小矿井通风摩擦阻力。(2)保证井巷基本通过断面，消阵骤然变小“瓶颈”，及时维修处理坍塌井巷减小通风局部阻力。(3)转弯巷道平缓过渡，避免转急弯，减小矿井通风局部阻力。(4)合理分风，避免不必要的控风设施，降低矿井通风阻力。2）采用高效、节能电器设备，节约能源。第229页 (1)选用高效、节能型轴流式主要通风机，降低能耗。(2)选用新型的单螺杆式，能自动卸载和加载空压机；空压房尽量靠近井口允许距离安装，缩短供气距离，减少管路损失，节约能源。(3)地面主变压器和井下变电设备均选用节能型，全矿井采用高压集中补偿，补偿后地面10kV母线功率因数力争达到0.9以上。(4)场区、车间、办公室等公共场所照明采用高效节能灯具。(5)地面生产系统设备选型，均采用高效节能型产品。二、节煤措施采暖供热和职工生活燃料(锅炉燃煤和食堂燃煤)使用本矿原煤，节约用煤不仅提高矿井经济效益，又可降低污染物的排放量，利于环境保护。(一)煤耗指标分析1、煤耗量采用1台LSG0.2-0.04-AIII型锅炉供热，理论煤耗量为40kg/h，全年煤耗158400kg；经预算，食堂燃煤炉灶的理论煤耗量为120kg/d，全年煤耗39600kg。合计煤耗量198000kg/a。2、指标分析全年从理论上预算煤耗量284856kg/a，如采取节能措施，煤耗量可降低10～20%，按15%算，实际煤耗量可降至242128kg/a，减少42728kg/a，具有一定的经济效益。(二)节煤措施1、优化开拓布置，充分利用资源的措施(1)设计将主要运输大巷、回风平硐、采区上山等主要开拓、准备巷道均布置在煤层底板岩层中，通过石门揭穿各煤层。采用实现跨上山开采，使煤柱损失降低。第229页 (2)设计采用沿空护巷技术，上区段机巷在开采过程中进行沿空护巷，作为下区段风巷，使宝贵的矿产资源得以充分开发利用。(3)设计建立地面固定瓦斯抽采系统，对抽采瓦斯予以利用。(4)设计建立地面固定瓦斯抽采系统，抽采瓦斯纯量达到利用标准，拟采用瓦斯发电对抽采瓦斯予以利用，从而达到节煤的目的。由业主另外委托有资质的单位进行瓦斯发电专巷设计。2、选用高效节能型锅炉选用新型节能锅炉，按热效率80%计算，煤耗量比使用一般锅炉时减少29007kg/a。有效的控制排烟温度，一般来说，锅炉排烟温度低，热效率增高，排烟温度高，热效率降低。根据测定，在相同的燃烧强度和空气过剩系数的条件下，锅炉排烟温度每升高10℃，热效率将降低0.55%左右。定期清扫受热面外表，定期化验水质，定期清除水垢，保持水处理设备完好及合适的排烟温度，保证锅炉给水质量，可节煤19965kg/a。3、控制炉渣含碳量通常每增加2.5～3.0%的炉渣含碳量，需多消耗约1%的燃料。控制炉渣含碳量采取以下措施：(1)配风量满足燃烧各阶段对氧气量的要求；(2)燃烧调整与负荷变化相适应；(3)控制飞灰灰比。4、加强锅炉管理加强锅炉运行管理，加强燃烧调整，充分利用锅炉余热。5、减少热水输送管道热损第229页 热水输送管道及阀门必须保温，选用热传导率小的保温材料，保温层厚度满足要求；合理布局，缩短热水输送距离；加强设备、管道和阀门的日常维修、维护工作，保证其完好。6、采用节水型装置，节约使用热水。浴室保温性能保持良好，采用冷热水双管供水，脚踏开关控制，淋浴器采用节水型产品，并加强管理，节约用水，杜绝浪费。7、燃煤炉灶节煤主要采取使用节煤型炉灶、合理送风、集中供餐等节煤措施。8、瓦斯利用矿井设地面瓦斯抽放泵站，抽采瓦斯作为燃气利用或发电利用，从而达到节煤目的。瓦斯发电设计由业主另外委托有资质的设计单位进行专项设计。三、节水1、用水量矿井各部份用水量标准及指标见表11—2—1，从表中可知矿井最大日用水量497m3，最大小时用水量67.8m3。其中用水量较大单项是单身职工用水、浴室用水、洗衣房用水、绿化防尘用水和井下消防洒水用水。针对以上各项用水的不同性质和作用，设计分别采用不同的节水措施，经预算可降低用水量10～20%。2、节水措施矿井生产、生活用水，除采用各种节水型设备、材料和工艺外，最重要的节水环节是加强各用水群体的节水意识，做到随时随地节约用水，减少或降低水污染，以达到节水的目的。1）单身职工用水第229页 各单身职工宿舍设置独立的卫生设施，采用塑料给水管和新型节水卫生器具。2）浴室用水浴室淋浴装置优先选用单管供水，单调节阀控制，或是采用冷热水双管，双调节阀混合供水和脚踏开关控制，以方便水温的调节，减少水量损失。3）洗衣房用水采用节水型洗涤剂和洗衣设备。重复利用洗衣排水，如冲洗地面等环境卫生用水。4）绿化、防尘用水提高绿化用地的水土保持能力，根据季节和气候调节绿化用水量，绿化和防尘用水均采用高效节能型喷雾装置。5）井下消防、洒水选用喷雾降尘效果好，耗水量少的井下喷雾降尘装置，并按各用水设备的水量、水压要求提供。6）重复用水井下排水处理后，大部份达标排放，剩余部份用作工业场地绿化及消防、防尘洒水，保持重复用水量可达65m3/d左右。第二节减排一、污水减排1、生活污水处理与减排生活污水包括宿舍、办公楼、浴室、食堂污水，该类污水的水量较大，约70m3/d，主要含有大量的有机物，细菌及各种微生物，一般污水中悬浮物含量约200～300mg/L，BOD5为100～200mg/L，采用初级生化效果较好的沼气化粪池做生化处理后排入地埋式生活污水处理装置进行二级生化处理，第229页 据测处理后的该类污水有机物和固体悬浮物可去除90%以上，BOD5可降低90%左右，符合第二类污染物三类水域的二级排放标准。达标后排放。2、机修车间、矿灯房废水处理与减排机修车间污、废水量较少，每昼夜约1.0m3，有害物主要为有害金属物、油污等，经酸减中和池处理后，出水水质可满足一、二类污染物中第三类水域的二级排放标准。矿灯房废水经调节池处理后，加入碱进行中和，将PH值调整到7.5～8.0之间，可使重金属沉积下来，经沉淀后外排。3、急救室医疗废水处理与减排主要为急救室所排废水，排放量一般约1.0m3/d左右，该类废水含有大量病菌和各种细菌，其处理方法为设置消毒池集存，采用二氧化氯消毒液或氯片消毒处理，然后排入二级生化处理装置处理后达标排放。4、井下污水处理与减排矿井正常涌水量25m3/h，水中主要污染物为煤粉、岩粉，以悬浮物为主。处理方式为：井下排水→沉淀处理后→达标排放。二、矸石减排矿井年产出矸石量为11kt/a（生产期间掘进矸石量9kt/a，手选矸石量2kt/a），主要为砂岩、炭质泥岩和砂质泥岩。1、炭质泥岩的处理炭质泥岩具有一定的发热量，可供矿井附近矸砖厂作制矸砖原料，实现废弃物综合利用，而减少环境污染。2、砂岩及砂质泥岩的处理砂岩及砂质泥岩出井后，部分用于铺路、回填，部分堆积于临时排矸场。为防止洪水冲走矸石污染环境，在排矸场下方构筑挡矸堤第229页 坝，并在排矸场四周修筑截水沟。三、烟尘减排矿井主要烟尘源是锅炉燃烧。热水锅炉每小时的耗煤量约为40kg，燃烧每公斤原煤的烟尘排放量为2.98g左右，二氧化硫的排放量为15.3g左右，烟气的排放量为9.011m3左右。该地区属气态污染物排放一般保护区域，按三级排放标准执行，经计算，二氧化硫的排放量为0.9kg/h，小于三级排放标准20m高排烟筒所规定的7kg/h的排放标准指标，为减少烟尘中灰渣排出量，设计采用旋风除尘器除尘，排烟筒建筑高度不小于20m。四、煤尘减排在产生煤尘的地点装设防尘洒水设施或喷雾器等湿式除尘装置，对个别地方可采取封闭法控制煤尘飞扬、扩散，减小环境污染，直接接触粉尘的人员配备劳保用品实行个体防护。五、瓦斯减排设地面瓦斯抽放泵站，对井下瓦斯进行抽采利用，以减少瓦斯排放，按瓦斯抽采利用专项设计执行。第229页 第十三章灾害防治与安全装备第一节　顶板管理一、影响矿山压力显现基本因素分析1、煤层顶底板岩性分析C1煤层有炭质泥岩伪顶；直接顶为半坚硬薄～中厚层状砂质泥岩或粉砂岩，厚度2m；底板为泥岩～灰色粘土岩。B4煤层伪顶有炭质泥岩；直接顶为粉细砂岩，厚度3m，底板为浅灰色粘土岩。B3煤层顶板即B4煤层底板，厚度4m，底板为粘土岩。B2煤层局有炭质泥岩伪顶；直接顶板为粘土岩或粉砂质泥岩，厚度22m；底板为粘土岩。B1煤层有炭质泥岩伪顶；直接顶为粉砂岩或泥岩，厚度3m；底板为浅粘土岩。煤层伪顶易脱落，从而影响支柱的稳定性；底板粘土岩或泥岩遇水后易膨胀，工作空间可能造成支柱“插底”现象。2、地质构造对矿山压力显现的影响设计区域未遇大的断层，矿井地质构造类型属简单至中等。3、开采深度、采高、控顶距等对矿山压力显现的影响开采深度直接影响着原岩应力大小，但对回采工作面顶板压力显现不明显。第229页 采高是影响上覆岩层破坏情况的最重要因素之一，冒落带与裂隙带的总厚度与采高基本成比例关系。回采工作面的顶板下沉量与采高及控顶距的大小也成比例关系。二、一般顶板冒落灾害的防治及装备1、回采工作面顶板管理方式及支架的选择论证回采工作面选用单体液压支柱配金属铰接顶梁支护顶板，单排密集支柱切顶，人工支、回柱，全部垮落法处理采空区；基本支柱柱距0.9m、排距1.0m，密集支柱柱距0.3m；“三、四排”控顶，最大控顶距4.0m，最小控顶距3.0m，放顶步距1.0m。C1煤层厚0.68～0.88m，平均0.73m；B4煤层厚1.25～1.40m，平均1.30m；B3煤层厚1.45～1.62m，平均1.55m；B2煤层厚0.71～0.96m，平均0.78m；B1煤层厚0.71～0.78m，平均0.75m。根据各煤层的厚度选择相应的单体液压柱。C1煤层、B2煤层、B1煤层工作面选用DW10-300/100型单体液压支柱，配HDJA-1000型绞接顶梁支护顶板。B4煤层工作面选用DW14-300/100型单体液压支柱配HDJA-1000型绞接顶梁支护顶板。B3煤层工作面选用DW18-300/100型单体液压支柱配HDJA-1000型绞接顶梁支护顶板。所选单体液压支柱工作阻力均为300KN，按开采B2煤层时的最大采高0.96m验算支护密度如下：支护的强度：P＝8×m×V（按8倍采高计算）＝8×0.96×2.4＝18.4(t/m2)工作面长85m，采场最大面积S＝85×4.0＝340m2，所设支柱数(含密集支柱)n＝85÷0.9×3+85÷0.3＝567根，支护密度为567/340＝1.67根/m2第229页 ，单体液压支柱每柱的额定承载能力为300KN，取承载能力系数为0.8，则每根支柱的承载能力为300×0.8＝240kN。设计所需的支护强度为18.4t/m2，支柱实际提供的支护强度为1.67×24＝40.0t/m2，故所选支柱及支护密度满足要求。2)回采工作面支柱配备工作面支柱配备包括基本支柱、密集支柱组成。由于工作面采高小，不设贴帮支柱和戗柱（斜撑）。回采工作面长85m，共计装备DW10-300/100型单体液压支柱567根，HDJA-1000型绞接顶梁378根。按20%计算备用支柱，备用DW10-300/100型单体液压支柱113根，HDJA-1000型绞接顶梁76根。投产时，工作面合计配备DW10-300/100型单体液压支柱680根，定额标准为8.0根/m。工作面合计配备HDJA-1000型金属绞接顶梁454根，定额标准为5.3根/m。工作面上、下安全出口20米范围内的回风巷、运输巷采用单体液压支柱进行超前支护，共需配备DW25-300/100型单体液压支柱160根（其中使用100根、备用60根）。投产时，全矿支柱配备数量见表13-1-1。表13-1-1全矿支柱配备数量序号地点类型型号装备数量备用合计1工作面支柱DW10-300/1005671136802工作面上、下出口支柱DW25-300/100100601603工作面铰接顶梁HDJA-1000378764543）回采工作面特殊支护（1）端头支护第229页 工作面上、下安全出口采用“四对、八梁”支护，“四对八梁”随工作面推进交替迈步前移。（2）支柱“穿鞋”由于各煤层底板松软，为防止支柱插底，选用木板作柱鞋，柱鞋规格为；长×宽×厚＝200×200×50mm。（3）开采B4、B3、B2、B1煤层时防止工作面“漏顶”的措施矿井所采B4、B3、B2、B1煤层间距在2.23～6.55m之间，且顶板岩性主要为泥岩或粘土岩，为防止工作面“漏顶”，铰接顶梁上方必须采用排柴和竹笆铺顶。2、工作面顺槽巷道支护的选择论证顺槽巷道（工作面运输平巷、回风平巷）沿煤层走向布置，且上区段的运输平巷作为下区段的回风巷（沿空留巷），为利于工作面支架回收复用，便于沿空留巷的维修，设计采用矿工钢架棚支护。3、掘进工作面支护的选择论证针对不同的掘进工作面性质及岩性情况，采用下列支护方式：1）回采工作面顺槽掘进及支护方式工作面风、机巷永久支护形式为梯形断面，11号矿工钢架棚支护，棚距中对中0.8m。其临时支护形式主要采用前探梁和固棚器。2）煤层底板掘进的巷道采用半圆拱形断面、锚喷支护。其临时支护形式主要采用木点柱、前探梁等形式。3）主要机电硐室、消防材料库的掘进巷道采用砌碹支护。其临时支护形式主要采用木点柱、前探梁等形式。需指出的是，各掘进工作面的临时支护架设方式和临时支护距离需根据不同情况在作业规程中规定。第229页 三、坚硬顶板垮落灾害的防治措施工作面初次来压或周期来压期间，直接顶及老顶不易垮落，当工作面采空区悬顶长度大于6m时，采用风动工具打眼，实施强制放顶（爆破放顶）措施。四、沿空护巷的安全措施本矿采用沿空留巷无煤柱开采，上一个工作面的运输巷在回采过程中进行沿空护巷，作为下一个工作面的回风巷。设计于需要进行沿空护巷的巷道，沿采空区一侧砌筑矸石带进行沿空护巷，矸石条带规格宽3.0m。砌筑矸石带后，巷道空间内架设矿工钢支架，支架棚距为中对中0.8m。为减少漏风，矸石带必须采用黄泥充填，外抹灰浆，并加强维护修补工作。第二节　瓦斯灾害防治的一般措施一、矿井瓦斯赋存状况矿井呈单斜构造，煤层倾角15～17°。煤层赋存于二叠系上统宣威组，开采5煤层，属薄～中厚煤层，煤种属无烟煤，煤层瓦斯含量较大。未受采动影响前，煤层瓦斯主要以吸附瓦斯的形式赋存于煤层中，当采掘作业揭露煤层或因采掘作业导致煤层原始地应力“卸压”后，煤层吸附瓦斯部分解吸，赋存于煤体空间的游离瓦斯增加。根据宜市经［2008］446号“关于全市煤矿瓦斯等级鉴定结果的批复”，本矿绝对CH4涌出量2.13m3/min，相对CH4涌出量31.59m3/t，为高瓦斯矿井。预测矿井扩建后的绝对瓦斯涌出量为6.0m3/min。煤炭科学研究总院沈阳研究院2009年12月鉴定X煤厂C1、B2、B3、B4第229页 煤层没有煤与瓦斯突出危险性。二、防爆措施（一）健全稳定、合理、可靠的通风系统1、矿井同时生产的采区数1个，回采工作面数1个，严格控制采掘工作面个数，各采掘工作面实行独立通风。2、为有利于瓦斯灾害的防治和防止灾害事故的扩大，按规范要求，将回风平硐设计为专用回风井，总回风巷及采区回风上山设计为专用回风巷。3、回风平硐风机房安装2台相同型号和电机功率的主要通风机，1台工作，1台备用，且采用双回路电源供电。为控制风流方向及按各用风地点需风量配风，井下设置有完善的通风设施，在进风和回风巷之间的联络巷中设置两道闭锁的正反向风门或正反向调节风门。4、井下通风网络中无角联风路，各通风巷道中的风量、风速均满足《煤矿安全规程》规定。（二）加强瓦斯管理，防止瓦斯积存的一般措施1、防止掘进巷道瓦斯积聚与瓦斯超限的措施在掘进巷道中最常遇到的瓦斯积聚形式有巷道顶板附近和支架附近空洞的积聚、钻孔中和打钻时的孔口附近积聚。防止瓦斯积聚除加强通风外，尚需采取以下措施：1）消除巷道顶板附近和支架附近空洞中瓦斯积聚的措施主要有：（1）适当地增加风速，在一般瓦斯涌出情况下使顶板处的风速不小于1.0m/s。（2）当风速不能满足要求时，在靠瓦斯涌出区段，采用帆布风幛，靠顶板挂倾斜档板等方法，局部增加风量和提高风速。（3）巷道掘进时，采用光爆，对超挖部分以不燃材料填实，消除空洞。第229页 2）防止打钻时的瓦斯局部积聚采取以下措施：（1）增加打钻巷道的供风量。（2）依靠在巷道中安设风幛、倾斜挡板等，以局部增加钻孔孔口附近的风速。（3）当钻孔中瓦斯涌出量大，采取上述措施不能解决瓦斯积聚时，应在孔口安设专门的密封装置。3）掘进工作面局部通风机必须设置在进风侧新鲜风流处，风筒出风口应随工作面掘进及时移动。为防止产生循环风和风流瓦斯浓度符合规定（掘进工作面瓦斯浓度小于1%，总回风瓦斯浓度小于0.7%），局部通风机供风量必须大于其需风量的1.43倍。2、防止回采工作面瓦斯超限措施1）采用独立通风，保证风量及风速符合《煤矿安全规程》要求。2）按瓦斯抽采专项设计进行瓦斯抽采。3）按设计要求安装瓦斯监测传感器，一旦发生瓦斯超限，能及时发现和处理。3、防止其它巷道瓦斯超限1）独头巷道扩散通风距离不超过6m，且巷道宽度不得小于1.5m，巷道不应有瓦斯涌出，并经常检查其瓦斯是否超限。2）所有巷道风速必须符合《煤矿安全规程》第101条的要求。3）对已报废巷道或硐室，必须及时密闭，并设置警示标志，经常检查密闭效果。（三）防止爆破引爆瓦斯1、必须使用安全等级不低于三级的煤矿许用含水炸药和煤矿许用电雷管。2、井下爆破应使用防爆型发爆器。第229页 3、装药前必须掏净炮眼煤粉，封满炮泥，不准使用煤粉、炮纸等非炮泥封孔。4、每个炮眼都应至少使用一个水炮泥。5、严格执行“一炮三检”制和“三人联锁放炮”制。6、严禁一次装药分次放炮及放糊炮、明火放炮。7、严禁利用残眼装药放炮。8、只准采用绝缘母线单回路放炮，严禁用轨道、金属管、水或大地当作回路。（四）防止自燃引爆瓦斯1、加强火区气体成分的探测，正确判断瓦斯爆炸的危险程度。2、井下一旦发生煤层自燃，应根据现场具体情况正确选用防爆防火墙形式，合理选择封闭顺序和封闭位置。（五）严格控制火源和撞击火花1、井口严格检查，严禁携带香烟和点火物品下井，井下禁止吸烟，禁止使用一切明火。2、井口房、通风机房、瓦斯抽采泵站周围20m范围内，禁止堆积易燃物和有明火。3、严禁在井下拆卸矿灯、发爆器。4、严禁在井下摔打矿灯、发爆器和劳动工具。5、严禁在井下敲补矿车和其他机器设备外壳。6、必须使用具有煤安标志的矿车，矿车碰头装置必须齐全可靠。7、严禁带电搬迁设备。8、井下和井口房内不得第229页 进行电焊、气焊和使用喷灯等，如必须使用时，应按《煤矿安全规程》第223条规定制定安全措施，并经过矿井相关管理权限批准。9、防雷电波及井下措施1）由地面直接入井的轨道及露天架空引入（出）的管路，必须在井口附近将金属体进行不少于2处的良好的集中接地，接地极的电阻不得大于5Ω，两接地极的距离应大于20m，其中轨道两接地极的距离应大于20m且不小于1列车的长度。2）信号线、通信线路必须在入井处装设熔断器和避雷器，接地极的电阻不得大于1Ω。瓦斯监控传输线必须在入井前装设可靠的避雷装置。3）严禁使用导电材料直接入井，若使用导电材料吊挂时，在地面及井口内10m范围内必须采用绝缘材料，且在井下每间隔50-100m断开不小于1m。（六）防止瓦斯爆炸事故扩大的一般措施1、回风井井口设置防爆门，以防冲击波毁坏风机。2、主要进回风巷间的联络巷道必须安设两道正反向风门，并处于常闭状态；不用的联络巷道必须密闭。3、各采掘工作面均必须有独立的通分系统，回风流均独立直接汇入专用回风巷。4、加强检查、维护巷道断面，保证各安全出口的断面符合规定；各风门前后20m范围内禁止堆放杂物，巷道中堆放的材料必须整齐，不得阻塞巷道断面。（七）地面储、装、运等辅助生产系统防爆措施地面储煤场露天布置，装载机装车。储煤场通风良好，采用不燃性材料修筑，不需设置防爆措施。（八）井下电气设备及保护详见第第十三章第七节。第229页 三、隔爆措施本矿为高瓦斯矿井，有煤尘爆炸性危险。根据《煤矿安全规程》第一百五十条规定，高瓦斯矿井煤巷掘进工作面需安设隔(抑)爆设施。设计采用隔爆水棚作为瓦斯爆炸的隔爆设施。(一)隔爆水棚设置1、主要隔爆水棚：共安设主要隔爆水棚4组。于+585m运输大巷、+680m回风平硐、+604.2m进风平硐、+680m回风石门处各设1组主要隔爆水棚。安装位置距离与之相连巷道叉口50～75m处。2、辅助隔爆水棚：共安设辅助水棚4组。于工作面机、风巷,距离采煤工作面100～160m处；掘进巷道距合流叉口50～75m处各安装1组隔爆水棚。井下隔爆水棚布置详见井下一采区消防、防尘洒水及隔爆系统布置平面图。(二)水槽选型及安装1、水槽选型主要隔爆棚采用GS80－4A型水槽(上平面尺寸：长760×宽470mm，下平面尺寸：长700×宽410mm，净高260mm，容水量80L)，辅助水棚采用GS40－4A型水槽(上平面尺寸：长570×宽390mm，下平面尺寸：长510×宽350mm，净高210mm，容水量40L)。2、水棚的计算与布置1）布置方式的确定水棚的布置方式采用集中式，水棚架设于巷道顶部，架设高度≥1.8m，主要隔爆水棚间距取2.5m，辅助隔爆水棚间距取1.5m。第229页 2）总水量：G=gs式中：G——总水量；g——每平方米巷道所需水量按≮200L/m2计算；s——巷道断面积，m2。鉴于井下各巷道断面积不一致，设计主要隔爆水棚和辅助隔爆水棚架设巷道暂取平均断面积6.3m2和4.5m2计算总水量。主要隔爆水棚：G＝400×6.3＝2520(L)辅助隔爆水棚：G＝200×4.5＝900(L)3）单个水槽水量Gn＝Sn×L＝H×(B1+B2)×L/2式中：Gn——单个水槽水量，m3；Sn——水槽净断面积，m2；L——水槽平均净长度，m；H——水槽盛水高度，m；B1——水槽净上宽，m；B2——水槽净下宽，m。Gn主＝0.26××＝0.08(m3)Gn辅＝0.21××＝0.04(m3)4）水棚架数式中：n——水棚架数(取整数)，架；G、Gn——同上；2——每排水棚水槽架数。第229页 主要隔爆水棚：n＝2520÷(0.08×1000×2)＝15.8(架)，取16架。辅助隔爆水棚：n＝900÷(0.04×1000×2)＝11.3(架)，取12架。全矿共安装主要隔爆水棚4组，每组18架、每架2个。即每组安装36个水棚，共计144个；全矿共安装辅助隔爆水棚4组，每组19架、每架2个、即每组安装38个，共计152个。两种水棚合计安装296个水棚。按10%配备，全矿配备水棚326架。5）水棚区长度式中：L——水棚区长度，m；C——水棚排间距，主要隔爆水棚间距取2.5m，辅助隔爆水棚间距取1.5m；n——同上。L主＝15×2.5＝37.5(m)L辅＝11×1.5＝16.5(m)由上计算可得，设计选用的GS80－4A型水槽及GS40－4A型水槽符合要求。6）对隔爆水棚架设的要求（1）水槽在井下巷道的安装方式采用吊挂式，并呈横向布置。（2）水槽外边缘与巷壁、支架、顶板、构筑物之间的垂直距离≮100mm。水槽底部至顶梁（顶板）的垂直距离≯1.6m，如果槽列内的水槽距顶梁（顶板）的距离超过1.6m时，必须在该水槽的上方增设1个水槽。（3）水槽距离轨道面的高度不小于1.8m，水棚保持同一高度，需要时，水棚区内的巷道应增加高度，并且其前后20米长的断面保持一至。3、给水第229页 隔爆水棚利用井下消防、洒水管网给水。4、水棚管理1）水棚区应有上水管接头，备有上水软管。损坏的水槽必须及时更换，并随时补充水槽中的水量。2）及时清除水棚水面煤尘、杂物，及水下沉积物。30每半个月至少检查1次隔爆水棚的安装地点、数量、水量及安装质量，发现问题，及时处理。四、瓦斯及其它气体检测仪器、设备配置瓦斯及其它气体检测仪器、设备配置详见表13-2-1。表13-2-1瓦斯及其它气体检测仪器、设备配置表序号设备名称设备型号单位数量1光学瓦斯检定器GWJ-1A台202光学瓦斯检定器GWJ-2台43瓦斯检定器校正仪GJX-2台14瓦斯压力测定仪ACW-1台25便携式瓦斯检测报警仪AZJ-92台206充电器CDQ91台207袖珍数字式瓦斯测定仪XZC-Ⅰ台88充电器XZC-Ⅱ台89多种气体检定器JJY-1台210瓦斯报警矿灯KSW10F（A）个4011一氧化碳检定器AQY-50台212矿用氧气测量报警仪CY-87A台213矿用隔爆型电缆硫化热补器BAR2-127/1.4台2第三节瓦斯抽采第229页 本矿为高瓦斯矿井，矿井于2007年12月委托四川省安全科学技术研究院编制了本矿瓦斯抽采设计，建立了地面永久瓦斯抽采系统，并于2010年2月5日经四川省煤矿安全监察局验收后投入使用。瓦斯抽采泵型号为2BEA-253型系列水环式真空泵，功率55kW；选用抗静电、阻燃的煤矿瓦斯抽采管，主管型号DN200、支管型号DN100。由于矿井瓦斯抽采专项设计是在本设计之前进行的，本设计从初步设计层面提出了矿井瓦斯抽采方法、瓦斯抽采主要指标等。经本设计校验，矿井现有瓦斯抽采设备满足要求。一、瓦斯抽采的必要性根据宜市经煤【2008】446号文“关于全市煤矿瓦斯等级鉴定结果的批复”，矿井瓦斯等级为高瓦斯，矿井绝对CH4涌出量为2.13m3/min，相对CH4涌出量为31.59m3/t。据第五章第一节的预测，矿井扩建达产后矿井绝对瓦斯涌出量达6.0m3/min。二、抽采方法的选择1、设计布置了区段集中运输巷兼底板瓦斯抽采巷，可根据需要实施底板穿层钻孔预抽煤层瓦斯。2、设计布置了备用工作面，可根据需要沿工作面运输巷布置上向钻孔，实施本层瓦斯抽采。3、煤巷掘进工作面瓦斯超限时，可布置掘进工作面顺层钻孔抽采瓦斯。瓦斯抽采钻孔布置、抽采半径、抽采时间等在瓦斯抽采利用专项设计中确定。4、可根据需要，实施采空区埋管法及煤层顶板裂隙钻孔抽采采空区瓦斯瓦斯。三、抽采系统及主要指标第229页 设计依据现有的瓦斯资料，在满足《矿井瓦斯抽采管理规范》对抽采瓦斯管理指标的有关规定的前提下，通过对矿井煤层瓦斯涌出量预测结果和矿井通风要求进行综合分析，瓦斯抽采系统的设计暂按以下条件进行：1、瓦斯抽采纯量要求达到预测矿井绝对瓦斯涌出量6.0m3/min的35%，则瓦斯抽采纯量为6.0×35%=2.1m3/min。2、瓦斯抽采浓度按30%计算，则大气压状态下矿井瓦斯抽采主管路中最大混合量为：Q主=2.1/0.3=7.0m3/min=420.0m3/h。按抽采支管路中最大瓦斯纯量1.2m3/min计算，则大气压状态下矿井瓦斯抽采支管路中最大混合量为：Q支=1.2/0.3=4.0m3/min=240m3/h四、抽采管路选择与阻力计算1、管径选择管径计算公式：d=0.1457×式中：d—瓦斯管内径，m；Q—瓦斯管内最大混合瓦斯流量，m3/min；V—管内气体经济流速，取5～15m/s。矿井现有瓦斯抽采管满足计算要求，见表13-3-1。表13-3-1瓦斯抽采管一览表项目名称管内混合瓦斯流量(m3/min)煤矿用瓦斯抽采管（mm）抽采主管7.0DN200抽采支管4.0DN100第229页 2、管路阻力计算抽采管路阻力计算应选择抽采系统服务年限内一条阻力最大的抽采管路进行计算。根据矿井开拓布置，投产时瓦斯抽采管路阻力最大，预计抽采泵最大抽采路线负压端管路长2920m（其中主管长2400m，支管长520m），正压端管路长100m，局部阻力以管道总摩擦阻力的15%计，参考相邻煤矿瓦斯抽采实测数据，钻孔抽采的孔负压取13.5kpa（采空区埋管法抽采的孔负压取5.5kpa）。管路摩擦阻力计算公式：H摩＝9.8LQ2△/Kd5/1000H摩—管路摩擦阻力，kPa；L—管路长度，m；Q—混合瓦斯流量，抽采主管中为420.0m3/h、支管中为240.0m3/h；△—混合瓦斯对空气的相对密度，瓦斯抽出浓度30%时经计算为0.866；K—管路系数，查表13-3-2；d—抽采管内径，cm。表13-3-2管路系数K值表管径(mm)3240507080100125150＞150K0.50.510.530.560.580.630.680.710.72管道总阻力计算结果见表13-3-3。表13-3-3阻力计算表管路名称L（m）d（cm）△Q混（m3/h）KH摩（kPa）H局（kPa）H总（kPa）负压端主管2400200.8664200.721.560.231.79负压端支管520100.8662400.634.030.614.64正压端管路100200.8664200.720.060.010.07总计　　　　　5.660.856.51第229页 经计算，抽采管路总阻力H总=6.51kpa。五、瓦斯抽采设备选型1、瓦斯抽采泵压力计算瓦斯抽采泵压力，必须能克服抽采管网系统总阻力损失和保证钻孔有足够的负压。瓦斯抽采泵压力按下式计算：H泵=(H总+H孔)×K式中：H泵—瓦斯抽采泵的压力，kPa；H总—抽采管路总阻力损失，6.51kPa；H孔—抽采钻孔所需负压，取H孔=13.5kPa；K—抽采备用系数，取K=1.2；H泵=(6.51+13.5)×1.2=24.0kPa2、瓦斯抽采流量计算瓦斯泵流量应能满足抽采瓦斯系统服务年限内最大抽采量的需要。瓦斯泵流量按下式计算：式中：Q泵——瓦斯抽采泵的额定流量，m3/min；Q——最大抽采瓦斯纯量，2.1m3/min；C——瓦斯泵入口处的瓦斯浓度，取30%；η——瓦斯泵的机械效率，取80%；K——瓦斯抽采综合系数，取K=1.2。设计矿井瓦斯抽采纯量为2.1m3/min，则瓦斯泵流量至少应为：第229页 即瓦斯抽采泵流量为10.5m3/min。3、真空度计算Yz=(H泵/760/13.6/9.8)×100%式中：Yz－真空度；H泵－瓦斯泵压力，66kpa。Yz=(66×1000/760/13.6/9.8)×100%=65.2%4、瓦斯抽采泵的确定根据以上计算结果，矿井已安装的2台2BEA-253型系列水环式真空泵满足要求，其性能参数见表13-3-4。表13-3-42BEA-253型系列水环式真空泵性能参数表型号转速r/min电机功率kW极限压力hpa气量m3/h2BEA-253660553335.8六、施钻设备及封孔工艺设计初选2台ZY-750型全液压钻机，钻机性能参数见表13-3-5。表13-3-5ZY-750型液压钻机性能参数表型号钻进深度（m）适应岩性硬度系数钻进速度（m/min）输出转速(r/min)电机功率（kw）ZY-750150F＜80.910018.5设计钻孔采用水泥砂浆进行封孔，选用TBW～50/15型泥浆泵2台，封孔长度10～15m。七、抽采瓦斯站（一）瓦斯抽采站构成第229页 瓦斯抽采站由机械室、配电室、值班室组成，瓦斯抽采站设备主要由瓦斯抽采泵(包括电机、减速机、冷却水泵等)，泵房进入瓦斯管路，阀门，排空及放空管，各种附属装置等组成。（二）抽采瓦斯站场地平面布置1、场地选择与地质地形瓦斯抽采方式为矿井集中抽采，瓦斯抽采站场地满足如下要求：1)站房距井口和场地内主要建筑物大于50m，并用围墙隔离，同时保证泵房周围20m范围以内严禁明火。2)泵站位置便于利用瓦斯和敷设管路。3)场地运输、供水和供电方便。4)场地不受洪涝威胁且工程地质条件可靠，没有滑坡、溶洞、断层破碎带及塌陷区。根据本矿井的特点，瓦斯抽采站布置在风井场地内，占地面积300m2。2、抽采瓦斯站场地平面布置矿井瓦斯抽采瓦斯站场设置在主平硐井工业场地内，抽采瓦斯站场的工程地质稳定，站房距井口及其它建筑物距离均大于50m。3、占地面积瓦斯抽采站占地面积约200m2。(三)供电与通讯1、瓦斯抽采泵站变电所的两回10kV电源，来自地面变电所10kV不同母线段，所内安设KBSG-100/10/0.69kV型变压器2台，其中1台工作、1台备用。瓦斯抽采泵采用矿用隔爆本质安全型真空电磁起动器进行控制。2、防止雷击第229页 为防止地面雷电波进入井下引起瓦斯，煤尘及火灾的发生，由地面露天架空引入(出)的管道，在井口附近均应将金属体进行不少于两处的集中接地。抽采站设有防雷电设施，装设避雷针装置。3、通讯在瓦斯抽采泵房设有专用电话，实现与地面各生产部门、生产调度总机的联系。第四节粉尘灾害防治一、煤尘种类和危害程度分析据四川省煤炭产品质量监督检验站《检测报告》[M051737、M051738、KB070306、KB070307]，B4、B3、B2、C1煤层均无煤尘爆炸危险性。根据《四川省X先锋硫煤矿区德赶坝矿段煤矿精查地质报告》，矿井开采的B3、B4、C1煤层均无煤尘爆炸危险性，B1、B2煤层具有煤尘爆炸危险性。鉴于此，为提高矿井安全性，各煤层按有煤尘爆炸危险性设计。二、综合防尘措施1、通风除尘各采、掘工作面必须按设计配风供给风量，采区内各巷道断面除满足通风要求外，应使风速适宜，减少粉尘飞扬。2、喷雾、洒水降尘井下各巷道均布置了防尘、洒水管道，在井巷沿途每隔100m设置一支管和闸阀。采、掘工作面放炮后，对爆破地点20m范围内进行喷雾、洒水，冲洗煤岩壁；在容易产生粉尘的煤（矸石）转载点设置喷雾洒水装置降尘。第229页 3、湿式作业采煤、掘进工作面均采用湿式钻眼，抑制尘源和捕集悬浮矿尘。4、爆破防尘采掘工作面的爆破作业均采用水泡泥。5、净化风流回采工作面进、回风巷，掘进巷道均设置风流净化水幕，净化巷道中空气，减少空气中粉尘。6、个体防护在粉尘浓度超过国家标准的作业场所，作业人员佩戴防尘口罩。二、井下防尘洒水管路系统(一)水量、水质、水压及管道规格1、供水量：根据第十一章表11-2-1计算，井下消防及洒水用水量为230.3m3/d，小时最大用水量为18.1m3/h，计算流量为5.04L/s。2、水质：设计井下防尘洒水及消防用水执行《防尘洒水用水水质标准》，见表13-4-1。表13-4-1防尘洒水用水水质标准序号项目标准1悬浮物含量不超过30mg/L2悬浮物粒度不大于0.3mm3PH值6～94总大肠菌群不超过3个/L5粪大肠菌群每100mL水样中检测不出3、水压：为保证井下各用水设施的水压需求，井下消防洒水系统设计于回风平硐井口西南面山坡上并列修建2个互为备用的高位水池，水池容积均为250m3，池底标高+720m，池内水取自X乡饮水工程，由管网静压供第229页 给各用水地点。保证井下各消火栓处及接入一般设备处的水压不低于0.3MPa、接入湿式煤电钻的水压不低于0.2MPa、接入喷雾设施的水压不低于1MPa的标准要求。对井下较低标高处压力过高（大于1.6MPa）的管段采用减压阀减压。井下灭火时，消火栓栓口水压不低于0.35MPa，但不超过1.0MPa，出水压力超过0.5MPa时采用减压阀减压。4、管道规格（1）主管选型①管内径计算消防、防尘主水管的经济流速，取V，p＝2m/s，则d"p＝式中：Qe——井下消防、防尘最大小时用水量，18.1m3/h；d"p＝＝0.081(m)计算消防、防尘主水管内径需81mm。②管道壁厚计算δ——设计采用的钢管壁厚(mm)；δj——按计算水压算出的理论管壁厚度(mm)；2.5——考虑制造壁厚公差及腐蚀裕度的附加值(mm)；P——最大计算水压，经计算P=0.62Mpa；——钢的最大许用应力(Mpa），普通钢为113Mpa；——管子焊缝系数，取1；第229页 计算消防、防尘主水管钢管壁厚需2.74mm。经以上计算，设计确定消防、水尘主管外径87mm，壁厚3.5mm的无缝钢管(规格:φ80×3.5mm)。(2)支管路选型①管内径计算消防、防尘水管的经济流速V，p＝2m/s，则d"p＝式中：Qe——井下单个消火栓最大小时用水量，9m3/h；d"p＝＝0.04(m)计算消防、防尘支水管内径需40mm。②管道壁厚计算式中：δ——设计采用的钢管壁厚(mm)；δj——按计算水压算出的理论管壁厚度(mm)；2.5——考虑制造壁厚公差及腐蚀裕度的附加值(mm)；P——最大计算水压，经计算P=0.62Mpa；——钢的最大许用应力(Mpa)，普通钢为113Mpa；——管子焊缝系数，取1；第229页 计算消防、防尘主水管钢管壁厚需2.61mm。经以上计算，设计确定消防、水尘支管外径50mm，壁厚3.0mm的无缝钢管(规格:φ50×3.0mm)。(二)给水水源设计于回风平硐井口西南面山坡上并列修建二个高位水池（一个为主水池、一个为备用水池），主水池容积为250m3，备用水池容积为250m3，池底标高+720m，池内水取自X乡饮水工程。(三)井下消防、防尘管路井下消防洒水管道采用消防与洒水合一的枝状管网。主供水管道采用DN80(规格:φ87×3.5mm)无缝钢管，井下支管采用DN50(规格:φ50×3.0mm)无缝钢管。主供水管路和支管路均采用快速接头连接，管道均沿巷帮敷设。设计按《煤矿井下消防、洒水设计规范》的要求，在井下掘进工作面、采煤工作面、工作面机巷、工作面风巷、转载点、装载点等处设置喷雾洒水器、防尘管路及装置。在采区上山上、下出口、各机电硐室、材料库等处设置消防、防尘管路和消火栓等装置，井下消火栓采用SN50和SN65口径室内消火栓，机电硐室采用SN65消火栓，其余地点采用SN50消火栓；在相应位置设置存水龙带、水枪与消火栓的连接器件器具材料箱。在采煤工作面机巷、风巷铺设的消防、防尘洒水管路每隔100m设一支管和闸阀，与压风系统支管闸阀交错布置，形成每隔50m就有一个出水口或一个出风口。采煤工作面回风巷、运输机巷距工作面30m内的地方、掘进巷道距工作面50m内的地方设置净化风流水幕装置。井下消防洒水管路系统详见图C1018-845。第229页 三、粉尘检测及个体防护设备(一)防尘检测、监测设备设计选用ACH-1型呼吸性粉尘测定仪、AQH-1型呼吸性粉尘采样器和ACGT-2型矿用个体粉尘采样器作为矿井粉尘的监测、取样设备。（二）执行标准矿井在建设和投产后，应制定完善的测尘制度，设置专人定期对各产尘点的游离SiO2含量、总粉尘和呼吸性粉尘分别进行检测，并按照《煤矿安全规程》第七百三十九条的要求对作业场所中粉尘（总粉尘、呼吸性粉尘）超标采取治理。井下作业场所空气中粉尘浓度标准见表13-4-2。表13-4-2作业场所空气中粉尘浓度标准粉尘中游离SiO2含量（%）最高允许浓度/（mg／m3）总粉尘呼吸性粉尘＜1010～＜5050～＜80≥80102223.510.50.3（三）个体防护设备个体防护是指通过佩戴各种防护面具以减少吸入人体的最后一道措施。其主要设备有防尘口罩、防尘风罩、防尘帽、压风呼吸器等，根据本矿井实际情况，设计选用阻尘率高，呼吸阻力和有害空间小、佩戴舒适、不防碍视野、方便实用的防尘口罩作为粉尘个体防护主要设备，同时配备一定数量的防尘帽和压风呼吸器。四、防爆措施矿井所采各煤层均按有煤尘爆炸危险性设计，设计撒布岩粉等抑制煤尘爆炸的措施。第229页 撒布岩粉措施：1、对岩粉的要求1)采用色淡白、鲜明的石灰石制作；2)可燃物含量＜5%；3)游离SiO2含量＜5%；4)不含有毒有害的混合物；5)岩粉必须全部通过50号筛（筛径＜0.2mm），其中70%以上应通过200号筛（筛径＜0.074mm）。2、岩粉用量岩粉用量满足岩粉与沉积的煤尘混合后，粉尘中岩粉含量不小于80%。3、撒布岩粉的要求撒布岩粉需将巷道所有表面，包括顶、底、帮都用岩粉覆盖，撒布长度大于300m，不足300m的巷道则全部撒布。4、岩粉撒布方法采用人工撒布，撒布时人员必须站在风流上方。5、岩粉撒布的地点1、所有运输巷和回风巷；2、在有爆炸性煤尘经常积聚的地点须经常撒布岩粉；3、工作面上、下口须经常撒布岩粉，但设有喷雾洒水的地点可以不撒布岩粉。五、隔爆措施矿井所采各煤层按有煤尘爆炸危险性设计，为防止局部瓦斯、煤尘爆炸扩大为全矿性灾难，设计采用隔爆水棚作为隔爆设施。本矿按高瓦斯矿井设计，设计采用隔爆水棚作为隔爆措施，详见本章第二节。第229页 六、地面生产系统防尘1、建立湿式防尘管路系统工业场地建立防尘管路系统，采用地面生产及消防系统共用供水，其主供水管道选用DN80热轧无缝钢管，支管选用管径为30～15mm的PR－R塑料管，通过该供水管路沿途向工业场地的生产系统和排矸系统的产尘点提供防尘用水。水源取自地面高位水池。在煤炭、矸石翻卸处、储煤场、矸石转运处等产尘点敷设防尘洒水支管，安装手动喷雾洒水装置。手动喷雾洒水装置由操作人员根据产尘点的产尘时间段和量和产尘量进行控制。2、局部隔绝密闭尘源地面个别特殊地点需严格进行防尘时，在不影响操作的情况下采取局部隔绝的方式防尘，以杜绝粉尘与操作人员或特殊设备的接触。3、个体防护所有有可能接触粉尘的人员均要求针对不同的工作性质，分别采用自吸式过滤器、过滤防尘口罩等进行自身防护。在工业场地厂房设置屋顶通风、排气扇及自然通风，使厂房保持空气新鲜。七、粉尘检测类仪器、设备配置矿井粉尘检测类设备配备详见表13-4-3。第229页 表13-4-3粉尘检测类仪器、设备配备表序号设备名称设备型号单位数量1粉尘采样器AQF-1台22呼吸性粉尘采样器AQH-1台23矿用粉尘采样器AFQ-20A台24呼吸性粉尘测定仪ACH-1台25矿用个体粉尘采样器ACGT-2台26电光分析天平TG-328A台17电热恒温干燥器QZ77-104台18掘进通风除尘器JTC台29混凝土喷射机除尘器MLC-IC台410压风呼吸器AYH-1A台211压风呼吸器AYH-2A台2第五节防灭火一、井下内因火灾防治（一）矿井煤层的自燃倾向性类别四川省煤炭产品质量监督检验站《检测报告》[M051737、M051738、KB070306、KB070307]，X煤厂B4、B3、B2煤层均为Ⅲ类不易自燃煤层，C1煤层为Ⅱ类自燃煤层。根据《四川省X先锋硫煤矿区德赶坝矿段煤矿精查地质报告》，矿井开采的B1、B2煤层属不易自燃煤层，B3、B4煤层属自燃～不易自燃煤层，C1煤层属自燃煤层。鉴于此，为提高矿井安全性，各煤层按自燃煤层设计。（二）煤层自燃预防措施1、合理选择开拓开采和通风方式第229页 设计采用平硐开拓，对角式通风方式。全矿共设3个井筒，主平硐、进风平硐为进风井，回风平硐为专用回风井，各井筒均布置在煤层底板岩层中，采用不可燃材料支护，并与采空区作了严密的封闭。井下主要硐室、瓦斯抽采巷、材料斜巷等开拓准备巷道亦均布置于煤层底板岩层中，且采区回风巷和总回风巷设计为专用回风巷。矿井开拓、通风方式及巷道布置最大限度减少了煤层巷道和煤层巷道的维护利用时间，有利于防治煤层自然发火。一旦发生煤层自燃，矿井通风方式亦利于灾害治理。2、预测、预报自燃发火的方法1）人体感官直接初略辩识。2）测定CO浓度：采用检定管测定CO浓度。3）全矿配备三参数（CH4、O2、CO）便携仪2台，以便进行定时、定点、定人的观测和预报。4）全矿配备煤矿专用气相色谱仪2台，定期分析气体组分，发现早期发火征兆。5）火灾监测系统设置矿井配备KJ90NA安全监控系统，井下有关地点设置一氧化碳、温度、烟雾传感器等，对井下煤层自燃进行预测预报。有关传感器布置详见第本章第九节安全监控。（三）防灭火方法设计采取的主要防灭火方法有阻化剂、均压通风等。1、阻化剂防灭火1）阻化剂选择设计选用硝石灰作阻化剂。第229页 2）工艺及设备设计采用机动性阻化剂喷洒压注系统，利用矿车或自制箱体作为贮液箱，配备WJ—24型阻化剂喷射泵组成阻化剂压注系统。向煤巷壁压注阻化剂或向采空区喷洒阻化剂。所选阻化剂喷射泵压力2～3MPa，流量2.4m³/h，电机功率2.2kW。全矿配备3台，2台工作，1台备用。3）喷洒量的计算阻化剂溶液浓度控制在15～20%之间为宜。具体参数应在煤层开采时通过试验确定。工作面合理的药液喷洒量取决于采空区的丢煤量和丢煤的吸液量。最易发生煤炭自燃部位，如工作面的上下口、巷道煤柱破碎堆积带等处，需要充分喷洒的地方，在计算药液喷洒量时，要考虑一定的加量系数。工作面一次喷洒量可按下式计算：V=K1K2LShAγ-1式中：K1—易自燃部位喷药加量系数，一般取1.2；K2—采空区遗煤容重（t/m3），采取遗煤样实测确定；L—工作面长度，m；S—一次喷洒宽度，m；h—采空区底板上遗煤厚度，m；A—吨煤的吸液量，t/t煤，应通过试验测得；γ—阻化剂的容重。矿井投产后，应根据工作面实际生产情况，测定采空区遗煤情况、试验测得吨煤吸液量，确定工作面一次喷洒量。2、均压通风均压防灭火第229页 措施的形式较多，常见的有并联风路与调节风门联合均压、调压风机与调节风门联合均压、减少矿井通风阻力、连通管均压等。矿井生产中可根据具体情况确定采用相应均压通风技术预防煤层自燃。二、井下外因火灾防治1、井下机电设备硐室防火措施井下各机电设备硐室，出口处设置向外开的栅栏防火两用门，硐室及出口5m内的巷道采用不燃材料进行支护。2、井下电气设备的防火措施及装备详见本章第八节。三、井下火灾检测及防灭火装备1、火灾检测在各机电硐室均安设温度传感器，适时监测可能引发的各类火灾。2、灭火装备1）井下各机电硐室、采掘工作面、卸煤点、装煤点均装备移动式灭火器，详见表13-5-1。2）井下消防材料库消防器材配备详见表13-5-2。表13-5-1井下主要硐室及其它地点灭火器装备表序号场所名称灭火器名称单位数量备注1一采区变电所CO2灭火器台2设置于硐室内8kg干粉灭火器台22一采区轨道上山绞车房CO2灭火器台1设置于硐室内8kg干粉灭火器台13下煤点和转运点10L泡沫灭火器台44采煤工作面8kg干粉灭火器台1距工作面进口10～15m处5掘进工作面8kg干粉灭火器台2距工作面碛头10～15m处第229页 表13-5-2井下消防材料库器材配备表序号器材名称型号单位数量1井下消防列车2LH-100/20型台12消防水龙带φ100mmm1003消防水龙带φ75mmm3004消防水龙带φ52mmm4005普通消防水枪φ52mm支26喷雾消防水龙带φ52mm支27变径管节φ110/75mm个48变径管节φ75/52mm个109喷嘴φ110mm个610喷嘴φ75mm个811喷嘴φ52mm个1412分流管　个313集流管　个114消火阀门主柱　个415斜喷消火阀门　个416φ76mm垫圈　套1017φ57mm垫圈　套2018φ25mm垫圈　套4019管钳子　把620救生绳　根421撬棍　根222木锯　把223平板锹　把424伸缩梯　副12510L泡沫灭火器　台2526CO2灭火器　台10278kg干粉灭火器　台10第229页 281211灭火器（2L）　台429喷雾喷嘴　台430泡沫灭火器起泡药瓶　个5031灭火岩粉　kg50032石棉毯　快433风筒布　m50034水泥　t235石灰　t236钢管Φ150mmm10037钢管Φ100mmm30038钢管Φ75mmm50039胶管Φ75mmm30040胶管Φ52mmm50041伸缩风筒Φ50mmm15042按管工具　套143胶管Φ15mmm20044胶管Φ10mmm20045安全带　条546绳梯　副247镀锌钢丝绳Φ120mmm20048麻袋或塑料纺织袋　条50049砖　m31050砂子　m3251方木　m3252木板　m3553铁钉（2〃、3〃、4〃）kg203、井下消防洒水系统第229页 井下消防洒水系统与井下防尘洒水系统共用一条管路，其布置详见本章第四节。四、地面消防措施与装备（一）防止地面明火引发井下火灾措施1、主平硐、进风平硐井口设置防火门。2、木料场、临时排矸场、炉灰场距离主井距离按规定均超过80m，木料场距临时排矸场大于50m，临时排矸场及炉灰场设在主导风向的下风侧。符合设计规范要求。3、地面临时排矸场的灭火采用由临时排矸场防尘洒水管路接管，洒水灭火。4、井口建筑均采用不燃材料修建，并设有消防设施。5、井口房内不得从事电焊、气焊和喷灯焊接等工作。否则必须按《煤矿安全规程》第223条之规定制定安全措施。6、主井口附近设地面消防材料库，并有轨道直达井口。地面消防材料库器材配备见表13-5-3。表13-5-3地面消防材料库消防器材配备表序号器具名称型号单位数量备注1消防列车2LH-100/20型台112消防水龙带Φ100mmm20013消防水龙带Φ75mmm30024清水泵　台135污水泵　台246普通消防水枪φ52mm支557多用消防水枪φ52mm支268喷雾消火水枪φ52mm支279高倍数泡沫发生装置　套18第229页 10消防泡沫喷枪　套2911高倍数泡沫剂　t0.51012消防泡沫剂　t0.21113分流管　个41214集流管　个21315消火三通　个41416阀门　个41517φ52mm斜喷消火阀门　个41618φ110mm快速接头及帽盖垫圈　套301719φ75mm快速接头及帽盖垫圈　套201820φ52mm快速接头及帽盖垫圈　套401921吸液器　个22022管钳子　把82123折叠式帆布水箱　个12224轻型钩杆　个22325重型钩杆　个12426救生绳　根42527撬棍　根22628木锯　把22729平板锹　把42830伸缩梯　副12931组装梯　副13032普通梯　副23133小靠梯　副2323410L泡沫灭火器　个253335CO2灭火器　个1034368kg干粉灭火器　个1435371121粉灭火器(2L)　个1436第229页 38喷雾喷嘴　个43739泡沫灭火器起泡药瓶　个503840灭火岩粉　kg5003941石棉毯　块5404220L汽油桶　个1414320L普通油桶　个24244风筒布　m5004345水泥　t54446水玻璃　t14547石灰　t44648φ1/4＂速接钢管　节504749φ1/2＂速接钢管　节504850φ1＂速接钢管　节504951φ100mm钢管　m5005052φ150mm钢管　m1005153φ200mm钢管　m505254φ75mm胶管　m500535528kW局部通风机（救援应急用）　台3545611kW局部通风机（救援应急用）　台35557接管工具　套45658φ150mm胶管　m5005759φ10mm胶管　m5005860电力变压器　KBSG-50/10/0.69台35961电力开关　QBZ-60/660台36062电缆　MY-3×16+1×10m5006163轻型溜子　SGB320/15台26264探照灯　盏46365玻璃棉　kg10006466风稿　台265第229页 67安全带　条56668钢绳梯　m1006769φ12mm渡梓钢丝绳　m2006870担架　副26971麻袋或塑料纺织袋　条5007072潜水泵　台27173砖　m3107274料石　m3107375方木　m337476木板　m357576铁钉（2＂3＂4＂）　kg5076（二）防止地面雷电波及井下的措施1、由地面直接入井的轨道及露天架空引入（出）的管路，必须在井口附近将金属体进行不少于2处的可靠接地，接地电阻不得大于5Ω，两接地极的距离应大于20m，其中轨道两接地极的距离应大于20m且不小于1列车的长度。2、信号线、通信线路必须在入井处装设熔断器和避雷器，接地电阻不得大于1Ω。瓦斯监控传输线必须在入井前装设可靠的避雷装置。3、严禁使用导电材料直接入井，若使用导电材料吊挂时，在地面及井口内10m范围内必须采用绝缘材料，且在井下每间隔50-100m断开不小于1m。第六节防治水一、探放水措施及设备1、探放水原则第229页 矿区范围内无大的地表水体，大气降水通过裂隙下渗补给地下水，剩余部份以片流、洪流的形式流出矿区。矿井开采二迭纪宣威组煤层，矿井直、间接充水岩层为飞仙关组和宣威组第四段的碎屑岩裂隙含水层，该含水层富水性弱～中等。原矿井采用平硐开拓，主平硐标高+582m，矿井原矿区范围内的B4、B3煤层已基本采空。大部分采空区积水能通过矿井水自流的方式排出地表，矿井水患威胁程度较低。但位于矿井上部且已关闭多年的沙湾煤矿，B4、B3煤层已被采空多年，其采空区（面积约89750m2）范围覆盖沙湾煤矿整个矿井，由于开采时间较长，地表水可能浸入采空区，形成采空区积水，从而对矿井开采构成威胁。综上，矿井水患主要是老采空区积水，设计遵循“预测预报，有疑必探，先探后掘，先治后采”的原则采取探放水措施。2、探放水设备选择设计选用ZY-750型探水钻，其技术特征见表13-6-1。表13-6-1ZY-750型液压钻机性能参数表型号钻进深度（m）适应岩性硬度系数钻进速度（m/min）输出转速(r/min)电机电压（V）电机功率（kw）ZY-750150F＜80.9100380/66018.53、探放水措施设计在接近采空区边界的巷道中打探放水钻孔。遵循“预测预报，有疑必探，先探后掘，先治后采”的探放水原则，制订以下措施。1)加强矿井防治水工作的预测预报工作，查明老空区、断层积水位置及积水量，并在采掘工程平面图中标明。以积水范围外推60m作警戒红线，接近警戒红线进行采掘作业时，必须进行预报；至采空区20m时停止采掘作业，按措施进行钻孔探放水。第229页 2)在警戒红线区域进行采掘作业时，采取远距离放炮措施。放炮时工作面所有人员均应撤至不受涌水威胁的地点。3)采掘工作面发现有挂红、挂汗、顶板淋水加大、顶板来压、底鼓或产生裂隙出现渗水、水色发浑、有臭味等突水预兆时，立即报告矿调度室研究处理。4)积水点高于探放水点位置时，只准打钻孔探放水；探放水作业时，必须撤出探放水点以下部位受水害威胁区域内的所有人员。接近积水区域作业前，必须编制探放水设计，并采取防止瓦斯和其他有害气体危害等的安全措施。5)放水前先行制定人员安全撤退路线，并保证撤退路线安全、畅通。6)探放水前要清理巷道，挖好排水沟。探水钻孔位于巷道低洼处时，必须配备与探放水量相适应的排水设备。7)探放水时，有关工程技术人员和探放水工作人员必须亲临现场确定探水孔的位置、方位、角度、深度以及钻孔数目。8)钻探时，发现煤岩松软、片帮、来压或钻孔中的水量突然增大，以及有顶钻等异状时，必须停止打钻，但不允许拔出钻杆。现场负责人员应立即向矿长报告，并派人监测水情。如果发现情况危急时，必须立即撤出所有受水威胁地区的人员，然后采取措施，进行处理。9)探放水过程中随时注意水量变化、出水的清浊和杂质、有害气体涌出、异常声响等情况，发现异状及时报告矿调度室并采取相应措施。10)探放水时，必须监视放水全过程，核对放水量，直到老空水放完为止。二、疏水降压根据该矿井的水文地质条件，以及采掘工程第229页 井巷系统层位及顶、底板均无强含水层和承压含水层，无需疏水降压。三、防水闸门矿井采用平硐开拓，未设计防水闸门。四、地表水防治1、矿区范围内无地表水体，主平硐井口标高+582m、进风平硐井口标高+604.2m，回风平硐井口标高+680m，工业场地建筑物标高为+582m，工业场地和各井筒均不受洪水威胁。2、矿井在开采过程中如果地面出现裂缝或塌陷，必须制订安全措施对地面裂缝和塌陷地点进行填塞。3、定期清理工业场地排水沟污泥，保持流水畅通。每次降雨时和降雨后，必预派专人检查水沟是否畅通，若发现问题，必须及时疏通。4、堆矸场设置挡墙，并在周围设置截水沟，保持截水沟畅通，防止暴雨诱发矸石流。5、地表水防治工程1)排洪沟工程：在工业场地上部垂直来水方向设截洪沟（规格0.5×0.5m），将坡地径流引至场外。2)排涝工程：场内雨水采用分区多出口盖板明沟排水系统，雨水汇集到明沟后排至场外。五、水文观测1、水文观测点位置根据矿井涌水汇集地点，于+582ｍ主平硐设水文观测点。2、水文观测方法采用堰测法观测，各测点每月观测2次，雨季观测次数适当增加。第229页 第七节电气安全一、矿井供电系统的安全可靠性分析矿井设计采用双回路10kV电源供电，双电源来自底硐变电所10kV不同母线段。现为单回路供电，线路规格为LGJ-3×70mm2，供电距离约5km。另一回路待建。矿井10kV线路的新建和改造，由矿方另外委托具有相应资质的单位进行设计和施工。底硐变电所属国网变电站。按安监总煤监［2009］146号文要求，矿井进入二期工程前，必须建成可靠的双回路电源线路。正常情况下，矿井的两回10kV供电电源分列运行，一回路运行时另一回路带电备用，当主电源突然停电，备用电源能自动投入运行,以保证供电的连续性。矿井主变电所10kV电源采用单母线分段接线，该接线简单清晰，供电安全可靠性高。矿井地面和井下一级用电负荷，采用两回电源线路供电，当其中一回电源故障时，另一电源可担负全部一级负荷用电。二、电气设备接地、漏电、过流三大保护及其可靠性分析井下变压器及瓦斯抽采泵站变压器中性点为不接地方式，井下电气设备采用保护接地，井下设保护接地网，其接地网上任一接地装置的接地电阻值不大于2Ω；地面变压器（瓦斯抽采泵站变压器除外）中性点为接地方式，地面电气设备采用保护接地，中性线重复接地，其接地电阻值不大于4Ω。向井下馈出的10kV线路上装有选择性的单相接地保护装置，井下10kV及0.69kV母线上设有过流、漏电保护及绝缘监测。井下各低压配电支线第229页 控制设备选用具有选择性漏电保护装置的KBZ型隔爆真空馈电开关。当发生单相接地故障时，在各级电压系统中漏电保护装置都会自动切断故障电流，消除漏电存在的隐患。地面高低压开关柜、井下高压开关及低压隔爆馈电开关、磁力起动器、综合保护装置都设有过流保护，正确整定过流保护值和时限，会对各级的保护起到可靠的保证。三、地面建(构)筑物防雷及防雷电波侵入井下1、地面建(构)筑物的主要防雷措施地面爆炸材料库和瓦斯抽采泵站为第一类防雷建筑物；地面10kV变电所和主要通风机房为第二类防雷建筑物；其余工业场地和居住区的建筑物、构筑物按第三类考虑防雷设施。第一、二类防雷建筑物均装设独立避雷针，使被保护的建筑物及放散管等突出屋面的物体处于避雷针的保护范围内。独立避雷针的支柱处设一根引下线。独立避雷针支柱及其接地装置至被保护建筑物及与其有联系的管道、电缆等金属物之间的距离不得小于4.5m。独立避雷针有独立的接地装置，每一引下线的冲击接地电阻不大于10Ω。第三类防雷建筑物防直击雷的措施，采用装设在建筑物上的避雷网或避雷针或这两种混合组成的接闪器。每根引下线的冲击接地电阻不大于30Ω。2、防地面雷电波及井下的措施①由地面直接入井的轨道及露天架空引入（出）的管路，必须在井口附近将金属体进行不少于2处的可靠接地，接地电阻不得大于5Ω，两接地极的距离应大于20m，其中轨道两接地极的距离应大于20m且不小于1列车的长度。②第229页 信号线、通信线路必须在入井处装设熔断器和避雷器，接地电阻不得大于1Ω。瓦斯监控传输线必须在入井前装设可靠的避雷装置。③严禁使用导电材料直接入井，若使用导电材料吊挂时，在地面及井口内10m范围内必须采用绝缘材料，且在井下每间隔50-100m断开不小于1m。四、电气防火和防爆措施1、10kV的输电线路不跨越带易燃易爆的建筑物，线路与易燃易爆设施间有足够的距离。地面变电所的建筑物满足二级防火要求，地面及井下的电缆都属阻燃型。井下机电硐室使用不燃性材料支护。地面变电所、通风机房及井下机电硐室都设有灭火器材。2、下井电缆选用MYJV22-8.7/10-3×35型矿用交联聚乙烯绝缘钢带铠装聚氯乙烯护套电力电缆；井下低压电缆均采用MYP型矿用移动屏蔽橡套软电缆，煤电钻采用MZ矿用电钻电缆。井下非固定敷设的低压电缆，均采用符合MT818标准的橡套软电缆。下井的通讯干线选用两回MHYA32-30×2×0.8型煤矿用聚乙烯绝缘铝-聚乙烯粘结护层钢丝铠装聚氯乙烯护套通信电缆；接至电话机的支线，选用MHJYV-1×2×7/0.28型煤矿用加强型线芯聚乙烯绝缘聚氯乙烯护套通信电缆。井下监测监控的主传输电缆选用MHY32-1×4×1型煤矿用聚乙烯绝缘钢丝铠装聚氯乙烯护套通信电缆。传感器传输电缆选用MHYVR-1×4×7/0.52型煤矿用聚乙烯绝缘聚氯乙烯护套通信软电缆。3、井下电气设备均选用矿用隔爆型电气设备，所有设备均应具有“煤矿矿用产品安全标志”、《防爆合格证》（矿用防爆型产品）及“产品合格证”。4、电缆敷设第229页 电缆必须挂设，在水平巷道或倾角30度以下的巷道中电缆采用吊钩悬挂。水平巷道和倾斜巷道中敷设的电缆应有适当的弛度，并在承受意外重力时能自由坠落，其悬挂高度应保证电缆在矿车掉道时不受撞击，在电缆坠落时不落在轨道或输送机上。电缆悬挂点的间距在水平或倾斜巷道内不得超过3m。电缆不应悬挂在压风管或水管上，不得遭受淋水或滴水，在电缆上严禁悬挂任何物件。如果电缆同压风管、供水管在巷道同一側敷设，必须设在管子上方，并保持0.3m以上的距离。巷道内的通信和信号电缆，应同电力电缆分挂在井巷的两側，如果受条件所限，应敷设在电力电缆的上方0.1m以上的地方。高、低压电力电缆敷设在巷道同一側时，高、低压电缆相互的间距应大于0.1m，高压电缆之间和低压电缆之间的距离不得小于50mm,以便摘挂。井下巷道内的电缆，沿线每隔一定距离、在拐弯或分支点都应设置注有编号用途、电压和截面的标志牌，以便识别。铠装电缆的钢带、钢丝、铅皮或屏蔽护套必须进行保护接地。5、电缆连接电缆同电气设备的连接，必须用与电气设备性能相符的接线盒，电缆芯线必须使用齿形压线板或线鼻子同电气设备进行连接；不同型电缆之间不得直接连接，必须经过符合要求的接线盒、连接器或母线盒进行连接；同型电缆之间可直接连接，但纸绝缘电缆必须使用符合要求的电缆接线盒连接，高压纸绝缘电缆接线盒必须灌注绝缘充填物，橡套电缆的连接必须采用硫化热补或与热补同等效能的冷补，在地面热补或冷补后的橡套电缆，必须经浸水耐压试验，合格后方可下井使用；塑料电缆的连接，其连接处的机械强度以及电气、防潮密封、老化等性能应符合该型矿用电缆的技术标准要求。第229页 电缆的悬挂高度均能保证电缆在矿车掉道时不受撞击，在电缆坠落时不落在轨道和输送机上。6、井下电气设备的保护井下高压电动机、动力变压器的高压控制设备，具有短路、过负荷、接地和欠压释放保护。井下由变电所或配电点引出的馈电线上，装设有短路、过负荷和漏电保护装置。低压电动机的控制设备，具备短路、过负荷、单相断线、漏电闭锁保护装置及远程控制装置。井下配电网路（变压器馈出线路、电动机等）均装设过流、短路保护装置；必须用该配电网路的最大三相短路电流校验开关设备的分断能力和动、热稳定性以及电缆的热稳定性。必须正确选择熔断器的熔体。必须用最小两相短路电流校验保护装置的可靠动作系数。保护装置必须保证配电网路中最大容量的电气设备或同时工作成组的电气设备能够起动。井下主变电所的高压馈电线上，装设有选择性的单相接地保护装置。井下低压馈电线上，装设检漏保护装置或有选择性的漏电保护装置，保证自动切断漏电的馈电线路。每天必须对低压检漏装置的运行情况进行1次跳闸试验。煤电钻使用设有检漏、漏电闭锁、短路、过负荷、断相、远距离起动和停止煤电钻功能的综合保护装置。每班使用前，必须对煤电钻综合保护装置进行1次跳闸试验。7、井下电气设备的检查、维护、修理和调整电气设备的检查、维护、修理和调整工作，必须由专责的电气维修工进行。井下防爆电气设备的防爆性能受到破坏时，必须立即处理或更换，严禁继续使用。8、防止井下电气着火事故第229页 ①井下各变电所高低压配电装置及各配电点供40kW以上电气设备，均选用高分断能力、快速动作的真空断路器。此外高低压配电系统均设有安全可靠的继电保护及选择性检漏保护装置，以确保电气故障的迅速排除。②井下变电所及配电点均选用非油浸式电气设备。变电所均设有向外开的防火安全门并根据有关规定配备足够的灭火器及防火砂箱。③井下10kV电缆选用矿用交联聚乙烯绝缘钢带铠装聚氯乙烯护套电力电缆。④井下低压电缆均采用铜芯。五、预防触电方面的措施1、地面高压开关柜是防误型，低压开关柜具有高防护等级；地面变压器设围栏，悬挂警示牌；井下高、低压电气设备都是具有全封闭的外壳，人体不接触及带电体。2、地面的电气设备设置保护接地，中性线重复接地；井下电气设备设置保护接地，并形成保护接地网，接地网上任一保护接地点的接地电阻值不大于2Ω。3、地面变电所和井下中央变电所的高压馈电线上，装设有选择性的单相接地保护装置，井下低压系统中设置可靠的漏电保护装置。4、对容易造成触电危险的照明、信号、通讯和手持式电气设备，除了加强绝缘外，采用不超过127V的额定电压，并设置煤电钻综合保护装置和照明及信号综合保护装置。5、机电硐室入口处悬挂“非工作人员禁止入内”字样的警示牌；井下中央变电所硐室入口处明显地点悬挂“高压危险”字样的警示牌。硐室内的设备必须分别编号，标明用途，并有停送电的标志。第229页 6、井下不得带电检修、搬迁电气设备、电缆和电线。所有的开关闭锁装置均能可靠地防止擅自送电，防止擅自开盖操作；对停止送电的开关必须悬挂“有人工作，不准送电”字样的警示牌，只有执行这项工作的人员才有权取下此牌送电。7、操作高压电气设备主回路时，操作人员必须带绝缘手套，并穿电工绝缘靴或站在绝缘台上；手持式电气设备的操作手柄和工作中必须接触的部分有良好的绝缘。第八节提升、运输安全一、提升事故的主要防治措施1、防止过卷装置：在提升机上装设过卷保护装置，当提升机超过正常停车位置0.5m时，必须能自动断电，并能使保险闸发生制动作用。2、提升绞车必须加设定车装置。3、防止过速装置：当提升速度超过最大提升速度15%时，必须能自动断电，并能使保险闸发生制动作用。4、过负荷和欠电压保护装置：在进行拖动计算时，应按绳端荷重及正常加速度值计算整定电流，设置过负荷保护装置。为保证设备正常运行，应设置欠电压保护装置，当实际电压低于额定电压的75%时，欠压保护装置必须能发生作用。5、提升系统设置深度指示器及深度指示器失效保护装置：当指示器失效时，能自动断电并使保险闸发生作用。6、减速功能保护装置：当矿车到达设计减速位置时，能示警并开始减速。第229页 7、松绳保护装置：松绳保护装置必须接入安全回路和报警回路，在钢丝绳松弛时能自动断电并报警。8、闸间隙保护装置：当闸间隙超过规定值时，能自动报警或自动断电。9、提升钢丝绳：按《煤矿安全规程》要求，设计选用提升物料的钢丝绳安全系数ma≥6.5。10、斜巷提升时，严禁蹬钩，防止断绳跑车、脱轨掉道和翻车事故伤亡人员。运送物料时，开车前把钩工必须检查牵引车数及各车的连接和装载情况，牵引车数超过规定、连接不良或装载物料超重、超高、超宽或偏载有翻车危险时，严禁发出开车信号。11、斜巷提升时应严格执行“行车不行人、行人不行车”的制度。12、对提升用的新钢丝绳到货后，必须有厂家的合格证书，经外观检查无锈蚀和损伤后应妥善保管备用，防止损坏或锈蚀。对每卷钢丝绳必须保存有包括出厂的厂家合格证、验收证书等完整的原始资料。13、对使用中的绞车钢丝绳必须定期检查。升降物料用的钢丝绳，自悬挂时起12个月时进行第1次检验，以后每隔6个月检验1次。升降物料时安全系数小于6必须更换。14、要注意钢丝绳的磨损、断丝以及锈蚀情况，提升物料的钢丝绳在一个捻距内的断丝面积与总断面积之比达到10％时必须更换。15、钢丝绳在运行中突然遭受到猛烈拉力时必须立即停车检查，发现下列情况之一者，必须将受力段剁掉或更换新绳：①钢丝绳产生严重变形或扭曲。②断丝和钢丝绳直径减少量超过《煤矿安全规程》第四百零五条和第四百零六条规定。③遭受猛然拉力的一段的长度伸长0.5％以上。第229页 在钢丝绳使用期间，断丝突然增加或伸长突然加快，必须立即更换。16、钢丝绳锈蚀严重或点蚀麻坑形成沟纹或外层钢丝绳松动时，不论断丝数多少或绳径是否变化，必须立即更换。17、使用有接头的钢丝绳时必须符合以下规定：①在倾斜井巷中使用的钢丝绳，其插接长度不得小于钢丝绳直径的1000倍。②使用在倾斜井巷30°以下专用于升降物料的绞车上。18、连接装置必须符合以下要求：①倾斜井巷运输用的钢丝绳连接装置，在每次换钢丝绳时，必须用2倍于其最大静荷重的拉力进行试验。②倾斜井巷运输用的矿车连接装置，必须至少每年进行一次2倍于其最大静荷重的拉力进行试验。③各种保险链以及矿车的连接环、链和插销等在初次使用前和使用后每隔2年，必须逐个以2倍于其最大静荷重的拉力进行试验，发现裂绞或永久伸长量超过0.2％时，不得使用。19、斜巷铺轨和使用过程中的检查必须符合《井巷工程施工及验收规范》的规定。矿井倾斜井巷提升的轨道，必须采取轨枕防滑措施。20、提升斜巷内设置的托绳轮(辊)按20m一处进行设置，并保持转动灵活。21、提升井巷各车场设置信号硐室。22、在绞车提升的倾斜井巷内必须设置如下设施：①在倾斜井巷内安设能够将运行中断绳、脱钩的车辆阻止住的防跑车装置。第229页 ②在上下车场安设能够防止带绳车辆误入非运行车场或区段的阻车器。③在上部平车场入口安设能够控制车辆进入摘挂钩地点的阻车器。④在上部平车场接近变坡点处，安设能够防止未连挂的车辆滑入斜巷的阻车器。⑤在变坡点下方略大于一列车长度的地点，设置能够防止未连挂的车辆继续往下跑的挡车栏。23、卷筒上钢丝绳缠绕层数在2层或2层以上时，滚筒边缘高出最外一层钢丝绳的高度至少为钢丝绳直径的2.5倍；滚筒上必须设有带绳槽的衬垫；钢丝绳由下层转移到上层的临界段(相当于1/4长的部分)必须经常检查，并应在每季度将钢丝绳移动1/4绳圈的位置。对现有不带绳槽衬垫的在用绞车只要在滚筒板上刻有绳子槽或用一层钢丝绳作底绳，则可继续使用。24、注意检查钢丝绳头固定是否牢靠，钢丝绳绳头的固定必须符合下列要求：①必须有特备的容绳或卡绳装置，严禁系在滚筒轴上。②绳孔不得有锐利的边缘，钢丝绳的弯曲不得形成锐角。③滚筒上应经常留有三圈钢绳，用以减轻固定处的张力，还必须留有作定期检验用的补充绳。25、绞车司机在工作中应注意电流表、电压表和压力表的工作情况，如指针异常指示时，应施行制动然后检查原因；时常注意钢丝绳的受力情况，发现异常，要立即停车检查处理。绞车的操作按钮、脚踏紧急制动开关装置灵活可靠、信号清晰。26、加强提升系统的检修，新安装的矿井主要提升装置必须经验收合格后方可投入使用。第229页 投入运行后必须每年进行一次检查、每三年进行一次测试，认定合格后方可继续使用。检查验收和测试的内容如下：①上述提升绞车必须装设的保险装置。②天轮的垂直和水平程度、有无轮缘变形和轮辐弯曲现象。③电气、机械传动装置和控制系统的情况。④各种调整和自动记录装置以及深度指示器的动作状况和精密程度。⑤检查常用闸和保险闸的各部间隙及连接、固定情况并即时采取措施，不得带病运行。检查和测试结果必须写成报告书，针对发现的缺陷必须提出改进措施并限期处理。二、防范运输事故的主要技术措施1、使用机车运输时，应遵守下列规定：1)列车或单独机车都必须前有照明，后有红灯。2)正常运行时，机车必须在列车前端。3)同一区段轨道上，不得行驶非机动车辆。如果需要行驶时，必须经运输调度同意。4)巷道内应装设路标和警标。机车行近巷道口、硐室口、弯道、道岔、坡度较大或噪声大等地段，以及前面有车辆或视线有障碍时，都必须减低速度，并发出警号。5)必须有用矿灯发送紧急停车信号的规定。非危险情况，任何人不得使用紧急停车信号。6)2台机车或2列车在同一轨道同一方向行驶时，必须保持不少于100m的距离。机车运行前必须与运输调度联系，经同意后，方可运行。7)列车的制动距离每年至少测定1次。运送物料时不得超过40m；运送人员时不得超过20m。第229页 8)在弯道或司机视线受阻的区段，应设置列车占线闭塞信号。2、选择标准的轨型、道岔和轨距。3、矿井轨道的铺设质量必须符合《井巷工程施工及验收规范》的规定。4、定期检修矿车并经常检查，发现隐患，即时处理。各种车辆的两端必须装置碰头，每端的突出长度不得小于100mm。5、人力推车时必须时刻注意前方，一人一次只准推一辆矿车，在开始推车、停车、掉道、发现前方有人或障碍物以及接近岔道、弯道、巷道口、风门、硐室出口时，都必须发出警号。严禁在矿车两侧推车，严禁放飞车，不准蹬坐车滑行。同方向推车时，两车的间距在坡度小于或等于5‰不得小于10m，坡度大于5‰不得小于30m。若前车停车时，要立即发出警号通知后面车辆。6、选取合理转弯半径，加强铺轨质量管理，即时维修好线路。7、主要运输巷道内应设有防爆照明灯具。8、人力推车运输时应注意防止下落物体砸伤人员。加强职工安全教育，严禁爬车、蹬车等违章行为。9、司机离开座位时，必须切断电动机电源，将控制手把取下，扳紧车闸，但不得关闭车灯。10、机车行近巷道口、硐室口、弯道、道岔、坡度较大或噪声大等地段，以及前面有车辆或视线有障碍时，都必须减低速度，并发出警号。第九节安全监控一、概述1、矿井安全生产条件1）矿井瓦斯：按高瓦斯矿井设计。第229页 2）自燃发火倾向性：各煤层按Ⅱ类自燃煤层设计。3）煤尘无爆炸危险性：各煤层按有煤尘爆炸危险性设计。4）主要硐室有采区变电所。5）地温正常。2、安全监控系统选择设计选择KJ90NA型监控系统，地面中心站配备监测主机2台，并相应配备附属设备。该系统能实时连续地监测井下环境安全参数，监测参数可长期连续存储并自动进行统计分析。系统监测的有害参数超限时，能自动报警，井下分站能可靠地实现风电、瓦斯电闭锁功能。二、中心站设置1、中心站配置设计在该矿地面设置KJ90NA一体化监控主机2台，一台工作，一台备用。型号：KJ90NA配置监控主机P42.8G/512M/160G2台图形工作站1台(可选配4屏或2屏多屏模式)KJ90NA-J数据通信装置2台LJ6300喷墨打印机1台SANTAK-1KW/2h1台KJ101-L避雷器1套10/100M自适应网络集线器1台,可配接多达255台远程网络终端，实现在不同地点监控信息的远程实时共享。软件运行平台为WIN98/2000/2003/XP环境，通过Ethernet以太局域网组成全网络化环境，协议支持标准TCP/IP等。第229页 2、中心站选址要求中心站选址应避开如下区域：发生火灾危险程度高的区域；有害气体来源以及存放腐蚀、易燃、易爆物品的地方；低洼、潮湿、落雷区域和地震频繁的地方；强振动源和强噪音源；强电磁场的干扰的地方；设在建筑物的高层或地下室，以及用水设备的下层或隔壁。3、中心站供配电要求中心站应设专用可靠的供电线路,采用双电源供电。计算机系统的电源设备应提供稳定可靠的电源。供电电源设备的容量应具有一定的余量。计算机系统的供电电源技术指标应按GB2887《计算站场地技术要求》中的第九章的规定执行。机房须配备电源稳压设备，为计算机主机和终端配备UPS备用电源。计算机系统接地应采用专用地线。专用地线的引线应和大楼的钢筋网及各种金属管道绝缘。计算机机房应设置应急照明和安全出口的指示灯。中心站供电采用220V双回路电源供电。4、中心站通信地面中心站主机连续不断地轮流与各个分站进行通信，每个分站接收到主机的询问后，立即将该分站接收的各测点的信号传给主机，各分站又不停地对接收到的各传感器信号（开关量、模拟量）进行检测变换和处理，时刻等待主机的询问，以便把检测的参数送到地面。需要对井下设备进行控制时，主机将控制命令与分站巡检信号一起传给分站，由分站输出通过远动开关控制设备。监控主机将接收到的实时信号进行处理和存盘，并通过本机显示器、电视墙、模拟盘等外设显示出来。可显示各种工艺过程模拟盘、测量参数表、各种参数的实时或历史曲线、柱状图、圆饼图等，也可通过打印机打印各种报表，或通过绘图仪绘制各种图表和曲线。5、主机运行要求第229页 主机必须24h不间断运行。当工作主机发生故障时，备用主机应在5min内投入工作。6、主机电源要求中心站应双回路供电并配备不小于2h在线式不间断电源。7、中心站接地及防雷中心站设备应有可靠的接地装置和防雷装置。8、中心站应使用录音电话9、地面中心站值班应设置在矿调度室内，实行24h值班制度。三、分站及传输电缆设置1、分站设置地面设置1台KJ90-F16型和1台KJ90-F8型矿用监控分站；井下设置4台矿用监控井下分站，其中1台KJ90F-16型、3台KJ90F-8型。分站设置地点详见监测系统布置图和井下传感器布置图。各分站对重要采掘运输设备与生产参数进行监测、统计、分析和信息存储；在参数超限和设备故障时，能及时报警、显示和存储，必要时还可实现超限自动断电。2、传输电缆安全监测、监控设备之间的输入输出信号必须为本质安全型信号，设备之间必须使用专用阻燃电缆连接，严禁与调度电话电缆或动力电缆等共用。根据MT818标准进行选型，中心站至分站传输采用信号电缆，所有电缆均为阻燃型电缆。主电缆型号为MHY32-1×4×1,电缆总长度约3600m，沿主平硐进入井下，信号电缆之间采用本安三通接线盒（KP5001）连接。3、隔爆电源的设置地点、安装方式，断电范围隔爆电源一般设置在无淋水、顶板支护可靠的巷道内，通过KDW0.3/660矿用隔爆兼本安直流稳压电源，输入电压220V，输出电压5/12/18/24V第229页 DC。断电范围为其控制的分站内的设备。四、甲烷传感器的设置1、甲烷传感器的设置要求井下瓦斯传感器要避开淋水点，以防失灵。瓦斯传感器应垂直悬挂，距顶顶不得大于300mm，距巷道侧壁(墙壁)不得小于200mm，并应安装维护方便，不影响行人和行车。2、甲烷传感器的设置位置1)采掘工作面甲烷传感器设置（1）采煤工作面甲烷传感器设置工作面上隅角设置甲烷传感器1个，安设位置：在工作面上隅角位置；工作面设置甲烷传感器1个，安设位置：距工作面≤10m处；工作面回风巷设置甲烷传感器1个，安设位置：距第一合流点10-15m处，采煤工作面共计3个。详见图13-9-1。（2）掘进工作面甲烷传感器设置掘进工作面安设1个甲烷传感器，安设位置：距掘进工作面≤5m处；每个掘进工作面回风流合流处安设1个甲烷传感器，安设位置：距回风合流点10～15m处，掘进工作面共计2个。详见图13-9-2。（3）其它地点设置的甲烷传感器在回风平硐测风站内、地面瓦斯抽采泵站室内、瓦斯抽采泵输入管内、瓦斯抽采泵输出管内各设甲烷传感器1个，共计3个。其中瓦斯抽采泵输入管内、瓦斯抽采泵输出管内设为高浓度甲烷传感器。3、报警、断电、复电值及断电范围见表13-9-1。表13-9-1报警、断电、复电表甲烷传感器安装地点报警断电复电断电范围第229页 浓度%浓度%浓渡%采煤工作面上隅角≥1.0≥1.5＜1.0工作面及其回风巷内全部非本质安全型电器设备采煤工作面≥1.0≥1.0＜1.0采煤工作面回风巷≥1.0≥1.0＜1.0回风平硐≥0.7采区回风巷≥1.0≥1.0＜1.0采区回风巷内全部非本质安全型电器设备掘进工作面回风巷≥1.0≥1.0＜1.0掘进巷道内全部非本质安全型电器设备掘进工作面≥1.0≥1.5＜1.0地面瓦斯抽采泵站室内≥0.5五、其它传感器的设置1、风速传感器风速传感器应设置在巷道前后10m内无分支风流、无拐弯、无障碍、断面无变化、能准确计算风量的地点。当风速低于或超过《煤矿安全规程》的规定值时，应发出声、光报警信号。设计于主平硐、进风平硐、回风平硐各测风站内设置风速传感器1个，共计3个。2、负压传感器设计于专用回风井引风硐、瓦斯抽采泵输入管路中、瓦斯抽采泵输出管路中各设负压传感器1个，共计3个。3、温度传感器温度传感器应垂直悬挂在巷道正顶上，距顶板(顶梁)不得大于500mm，并应安装维护方便，不影响行人和行车。机电硐室温度传感器吊挂在设备下风测，报警值为34℃。设计于采区变电所、绞车房、瓦斯抽采泵输入管路中、工作面回风巷、瓦斯抽采泵输出管路中各设温度传感器1个，共计6个。第229页 4、设备开停、馈电传感器设计于专用回风井主通风机房、局部通风机各设开停传感器，共计6个。井下掘进工作面局部通机处、采煤工作面设馈电传感器。5、风门开闭传感器设计于回风上山下平台、轨道上山和回风上山之间、专用回风井安全出口设风门开闭传感器，共计6个。6、风筒传感器在各掘进工作面局部通风机风筒出风口处各设风筒传感器1个，共计2个。7、流量传感器在瓦斯抽采泵输入管路中、瓦斯抽采泵输出管路中各设流量传感器1个，共计2个。8、一氧化碳传感器在工作面回风巷、瓦斯抽采泵输入管路中、瓦斯抽采泵输出管路中各设一氧化碳传感器1个，共计4个。9、风速、负压、温度、设备开停、馈电、风门开闭、风筒、一氧化碳、流量等传感器的安设位置，报警、复电值。详见：安全监控系统传感器布置图（C1018-174）。六、分站、传感器的备用1、分站KJ90-F8、KJ90-F16型分站是KJ90NA煤矿综合监控系统的关键配套设备，主要实现对各种传感器数据采集、实时处理、存储、显示、控制和与地面监控中心的数据通信。具有红外遥控初始化设置功能。可独立使用，实现瓦斯断电仪和瓦斯风电闭锁装置的全部功能。第229页 2、分站设置地点及控制范围全矿共设6个分站，其中，地面2个分站，井下4个分站。采区设计、采掘作业规程和安全技术措施必须对以上内容做出规定，并根据实际布置及时调整和修改。中心站、各分站设备型号、设置地点及控制区域详见表13-9-2。表13-9-2中心站、各分站设备型号、设置地点及控制区域表序号中心站/分站编号中心站/分站型号设置地点控制区域1中心站KJ90NA监控主机地面监控室控制2个地面分站和4个井下分站2分站1KJ90－F8瓦斯抽采泵站控制通风机房3分站2KJ90－F16风井通风机房控制抽采泵站4分站4KJ90－F8采区变电所控制主平硐、井下变电所及回风上山5分站5KJ90－F16+595m运输石门控制1125工作面运输巷掘进6分站6KJ90－F8+620m运输石门控制1124运输巷掘进、进风平硐7分站7KJ90－F16绞车房控制1121、1122工作面、轨道上山3、各种传感器设置地点、传感器类别和使用，备用量。1）各类传感器装备量矿井投产时共装备6个分站，装备各类传感器49个(不含备用量)。其中低浓度瓦斯传感器11个，高低浓度瓦斯传感器2个，温度传感器6个，风速传感器3个，风门开闭传感器6个，设备开停传感器6个,馈电传感器3个，负压传感器3个，风筒传感器2个,一氧化碳传感器5个,流量传感器2个。2）各类传感器备用量各类传感器均按20%备用,共备用15台，其中：低浓度瓦斯传感器2个，高低浓度瓦斯传感器1个，温度传感器2个，风速传感器1个，风门开闭第229页 传感器2个，设备开停传感器2个,馈电传感器1个，负压传感器1个，风筒传感器1个,一氧化碳传感器1个,流量传感器1个。3）各类传感器总量矿井投产时共配备各类传感器64台，其中：低浓度瓦斯传感器13个，高低浓度瓦斯传感器3个，温度传感器8个，风速传感器4个，风门开闭传感器8个，设备开停传感器8个,馈电传感器4个，负压传感器4个，风筒传感器3个,一氧化碳传感器6个,流量传感器3个。各类传感器总量详见表13-9-3。表13-9-3各类传感器总量序号传感器名称型号及规格装备量备用量装备总量1低浓度瓦斯传感器KG9701A112132温度传感器GW50A6283风速传感器KGF153144风门开闭传感器GLM(A)6285设备开停传感器GT-L(A)6286馈电传感器KDG3K3147负压传感器GF5F(A)3148风筒传感器GFK70(A)2139高低浓度瓦斯传感器21310一氧化碳传感器GTH500(B)51611流量GLW100213合计4915644）各类传感器设置地点矿井各类传感器设置地点见表13-9-4。表13-9-4矿井各类传感器设置地点序号位置名称传感器地点传感器名称传感器数量传感器报警、断电、复电1工作面工作面上隅角瓦斯1≥1.0CH4，≥1.5CH4，＜1.5CH4工作面瓦斯1≥1.0CH4，≥1.5CH4，＜1.0CH4第229页 工作面回风巷瓦斯1≥1.0CH4，≥1.0CH4，＜1.0CH4工作面回风巷一氧化碳1工作面回风巷温度1备用工作面工作面回风巷瓦斯1≥1.0CH4，≥1.0CH4，＜1.0CH4工作面回风巷一氧化碳1工作面回风巷温度12掘进工作面工作面瓦斯2≥1.0CH4，≥1.5CH4，＜1.0CH4风筒2工作面回风流瓦斯2≥1.0CH4，≥1.0CH4，＜1.0CH4局部通风机开停4馈电23硐室变电所温度14通风机房通风机房开停2引风硐负压1安全出口风门开闭2回风平硐瓦斯1≥0.75CH4风速1一氧化碳15瓦斯抽采泵房低浓度瓦斯1高低浓度瓦斯2负压2流量2温度2一氧化碳2烟雾2馈电16其它主平硐风速1进风平硐风速1绞车房温度1回风上山下平台、轨道上山和回风上山之间、回风平硐人行出口风门开闭6七、其它安全生产监控系统第229页 根据矿井实际需要，选定具有煤矿矿用产品安全标志的矿井提升运输、轨道运输、供电、主要通风机、排水、矿山压力、人员位置、产量等监测系统，并按规定配置相应设备。八、使用和维护1、检修机构本矿安全监控仪器委托宜宾市KJ90NA服务站进行调校和维修。2、调校1）安全监控仪器设备必须定期调校。2）安全监控仪器使用前和大修后，必须按产品使用说明书的要求测试、调校合格，并在地面试运行24～48h方能下井。3）采用催化燃烧原理的甲烷传感器、便携式甲烷检测报警仪、甲烷检测报警矿灯等，每隔10d必须使用校准气体和空气样，按产品使用说明书的要求调校一次。调校时，应先在新鲜空气中或使用空气样调校零点，使仪器显示值为零，再通入浓度为1%-2%CH4的甲烷校准气体，调整仪器的显示值与校准气体浓度一致，气样流量应符合产品使用说明书的要求。4）除甲烷以外的其它气体测控仪器应每隔10d采用空气样和标准气样进行调校。风速传感器选用经过标定的风速计调校。温度传感器选用经过标定的温度计调校。其它传感器和便携式检测仪器也应按使用说明书要求定期调校，使各项指标符合规定。5）安全监控仪器的调校包括零点、显示值、报警点、断电点、复电点、控制逻辑等。6）为保证甲烷超限断电和停风断电功能准确可靠，每隔10d必须对甲烷超限断电闭锁和甲烷风电闭锁功能进行测试。7）安全监控仪器在井下连续运行6～12个月，必须升井检修。3、维护第229页 1）井下安全监测工必须24h值班，每天检查煤矿安全监控系统及电缆的运行情况。使用便携式甲烷检测报警仪与甲烷传感器进行对照，并将记录和检查结果报地面中心站值班员。当两者读数误差大于允许误差时，先以读数较大者为依据，采取安全措施，并必须在8h内将两种仪器调准。2）下井管理人员发现便携式甲烷检测报警仪与甲烷传感器读数误差大于允许误差时，应立即通知安全监控部门进行处理。3）炮采工作面设置的甲烷传感器在放炮前应移动到安全位置，放炮后应及时恢复设置到正确位置。对需要经常移动的传感器、声光报警器、断电控制器及电缆等，由采掘班组长负责按规定移动，严禁擅自停用。4）井下安全使用的分站、传感器、声光报警器、断电控制器及电缆等由所在采掘区的区队长、班组长负责管理和使用。5）传感器经过调校检测误差仍超过规定值时，必须立即更换；安全监控仪器发生故障时，必须及时处理，在更换和故障处理期间必须采用人工监测等安全措施，并填写故障记录。6）低浓度甲烷传感器经大于4%CH4的甲烷冲击后，应及时进行调校或更换。7）电网停电后，备用电源不能保证设备连续工作1h时，应及时更换。8）使用中的传感器应经常擦拭，清除外表积尘，保持清洁。采掘工作面的传感器应每天除尘；传感器应保持干燥，避免洒水淋湿；维护、移动传感器应避免摔打碰撞。4、便携仪1）便携式甲烷检测报警仪和甲烷报警矿灯等检测仪器应设专职人员负责充电、收发及维护。每班要清理隔爆罩上的煤尘，下井前必须检查便携式甲烷检测报警仪和甲烷检测报警矿灯的零点和电压值，不符合要求的禁止发放使用。第229页 2）使用便携式甲烷检测报警仪和甲烷报警矿灯等检测仪器时要严格按照产品说明书进行操作，严禁擅自调校和拆开仪器。5、报废安全监控仪器符合下列情况之一者，可以报废：设备老化、技术落后或超过规定使用年限的；通过修理，虽能恢复精度和性能，但一次修理费用超过原价80%以上，不如更新经济的；严重失爆不能修复的；遭受意外灾害，损坏严重，无法修复的；国家或有关部门规定应淘汰的。第十节矿山救护矿井已与X安顺矿山救护队签订有救护协议，发生事故时该救护队至矿山行车时间超过30分钟。矿井另建立由9人组成的辅助救护队，指定兼职救援人员，并按矿山辅助救护队要求配备相应救护装备。矿山辅助救护队装备配置详见表13-10-1。表13-10-1矿山辅助救护队主要装备表序号名称型号单位数量备注一佩戴装备及附属装备1正压氧气呼吸器PB-4台94h2氧气瓶40L台53氧气瓶2L台184氧气瓶1L台105氧气充填泵台16企业消防服装套9按公安消防服装标准7战斗服套9带反光标志二检测装备1光学瓦斯检定器台410%、100%检定器各2台2CO检定器MYJ台9第229页 3氧气检定器台94温度计0~100℃支25气体采样泵台1包括球胆4个6高中速风表AFC-12只27微速风表DFA-3只2三其它装备1灾区电话KTJ95套1无线通讯手机2自动苏生器ASZ-30台23压缩氧自救器台9每人1台4自救器气密检查仪ZJ-2台15呼吸器校验仪JD9台26呼吸器干燥装置ZS1台97自动苏生器检验仪ZG1台18急救箱个598kg干粉灭火器只2010帆布水桶只911帆布风幛4m×4m块912帆布风幛6m×6m块913担架副514纯棉保温毯条915冷光管支916引路绳金属芯m100017联络绳5m条918铜顶斧把219矿工斧把920刀锯把221两用防爆小锹把922防爆小镐把923电工工具套1第229页 24绝缘手套双925起钉器套226信号喇叭只227防护眼镜保明片盒228钉子kg9装在包内29皮尺及卷尺把9各1把30氢氧化钙t0.5第十一节其它安全措施一、有毒、有害气体的防范措施煤矿产生的有毒、有害气体主要为瓦斯、一氧化碳、二氧化碳、二氧化硫、柴油机车尾气及地面烟尘等等，采取的主要防范措施如下：1、瓦斯防治措施见本章第二节。2、地面烟尘主要产生于锅炉燃烧，采用旋风除尘器除尘。3、制定避灾路线和灾害预防处理计划，组织职工进行救灾演习，使职工熟知避灾路线，保证灾害发生时有序的沿避灾路线撤退。二、易燃易爆物品防范措施煤矿易燃易爆物品主要为爆破材料，采取的主要防范措施如下：1、按《煤矿安全规程》要求建立爆破材料管理制度。2、爆炸材料库按照《民用爆破器材工厂设计安全规范》要求，修建在远离工业场地及居民区的地方，安全距离大于250m，并设防雷电装置，爆炸材料库周围设高度为2m的围墙，围墙距库房的距离大于6m，设专人24小时值班。3、接触爆破材料的工作人员必须穿棉布或抗静电工作服。第229页 三、空压机的防火与防爆措施本矿井下未设空压机，地面建立了空压机房，采取如下防火与防爆措施：1、空气压缩机必须有压力表和安全阀。压力表必须定期校准。安全阀和压力调节器必须动作可靠，安全阀动作压力不得超过额定压力的1.1倍。使用油润滑的空气压缩机必须装设断油保护装置或断油信号显示装置。本矿选用的是风冷空压机，故可不装设断水保护装置或断水信号显示装置。2、空气压缩机的排气温度单缸不得超过190℃、双缸不得超过160℃。必须装设温度保护装置，在超温时能自动切断电源。3、空气压缩机吸气口必须设置过滤装置。必须使用闪点不低于215℃的压缩机油。4、空气压缩机的风包设在室外阴凉处，风包内的温度应保持在120℃以下，并装有超温保护装置，在超温时可自动切断电源和报警。风包上必须装有动作可靠的安全阀和放水阀，并有检查孔。定期清除风包内的油垢。新安装或检修后的风包，应用1.5倍空气压缩机工作压力做水压试验。在风包出口管路上必须加装释压阀，释压阀的口径不得小于出风管的直径，释放压力应为空气压缩机最高工作压力的1.25～1.4倍。5、避免靠近散发爆炸性、腐蚀性和有毒气体以及粉尘等有害物的场所，并位于上述场所全年风向最小频率的下风侧。吸气口离粉尘源的距离不小于30m，在不利风向位置时，不小于50m。6、压缩空气站宜为独立建筑物，平面布置时应远离居民区和办公区。四、高温防范措施矿井生产过程的高温源主要是井下采掘工作面、机电硐室及地面高温车间等。采取的主要防范措施如下：第229页 1、生产矿井采掘工作面空气温度不得超过26℃，机电设备硐室的空气温度不得超过30℃；当空气温度超过时，必须缩短超温地点工作人员的工作时间，并给予高温保健待遇。采掘工作面的空气温度超过30℃、机电设备硐室的空气温度超过34℃时，必须停止作业。2、机电硐室安设温度传感器，对机电硐室温度进行监测。3、加强高温车间的通风和制冷，缩短超温地点作业人员的工作时间。五、振动防范措施局部肢体（主要是手）长期接触强烈振动容易引起振动病，也称职业性雷诺现象，如振动性血管神经病、气锤病和振动性白指病等。矿井生产过程中主要的振动作业工种有打眼工、电锯工。采取的主要防范措施如下：1、改革工艺设备和方法，以达到减振的目的，从生产工艺上控制或消除振动源是振动控制的最根本措施。2、改进振动设备与工具，降低振动强度，或减少手持振动工具的重量，以减轻肌肉负荷和静力紧张等。3、在地板及设备地基采取隔振措施（橡胶减振动层、软木减振动垫层、玻璃纤维毡减振垫层、复合式隔振装置）。4、发放个人防护用品，如防振保暖手套等。5、建立合理劳动制度，坚持工间休息及定期轮换工作制度，以利各器官系统功能的恢复。6、坚持就业前体检，凡患有就业禁忌症者，不能从事该工做作业；定期对工作人员进行体检，尽早发现受振动损伤的作业人员，采取适当措施及时治疗振动病患者。六、噪声防范措施第229页 矿井生产时，对环境影响较大的噪声源主要有：机修车间、坑木加工房、窄轨铁路、原煤卸载点及通风机等设备运行噪声。居住区执行《城市区域环境噪声标准》（GB3096-1993）标准中2类标准，厂界执行《工业企业厂界噪声标准》（GB12348-90）中Ⅱ类标准。主要防范措施如下：1、工业场地合理的平面布置，按功能分区布置。噪声源布置在场内侧，工业场地噪声对周边环境影响不大。2、坑木加工房、机修间及原煤转载点的噪声防治（1）设备选型选用质量好低噪声设备。（2）工艺设备布置尽量减少物料落差，以减小物料冲击噪声。（3）振动设备加装减振装置通过上述措施使工作岗位噪声小于85dB（A），使厂区边界噪声低于65dB（A），达到有关环保要求。3、风井场地选址时已考虑噪声对周边环境的影响，远离农村居民区。4、处于高噪声环境的操作工人，噪声的影响是必须引起重视的。可采取加强个人防护措施或减少工人接触噪声的时间来减轻噪声对人体的危害。5、在产生高噪声的建构筑物周围种植一些枝叶茂密的常绿乔、灌木进行绿化，并注意高矮搭配，形成一定宽度的吸声林带，可降低噪声对环境的影响，同时能改善环境净化空气。第229页 第十四章环境保护第一节矿山地质环境一、地质环境条件矿区位于四川省南部边缘向云贵高原的过渡地带，属中深切割的低中山地貌。矿区总体地势北高南低，最高海拔1040m，最低海拔+570m，相对高差470m。区内有一处滑坡体(H1滑坡体)存在，其处位于矿区北西部边界附近(木林口和木瓜坪一带)，面积约0.07km2，滑动方向北东向，滑坡体可辨地层界线，滑动位移不大，对煤层露头有一定影响，对煤层开采有轻度影响，是一老滑坡体。矿山开采可使斜坡稳定状态的进一步发生变化，产生新的滑坡、崩塌。因此滑坡分布地段应留足保安煤柱。矿区开采活动可能引起地面滑坡、开裂变形、地表水疏干、井泉枯竭等地质灾害。矿区范围内无需要保护的名胜古迹、风景区和自然保护区等。二、地质环境影响与治理措施1、地质环境影响分析矿山生产过程中产生的废渣、废水、废气等，由于量小，不对地质环境质量产生明显影响。2、采动影响分析矿井可采煤层平均总厚约5m左右，随着开采的继续，可能导致地表变形、开裂、危岩垮塌、引起滑坡活动而产生新的滑坡以及部分泉水疏干等现象。第229页 3、地质环境治理措施在矿山开采过程中，必须进行岩层移动观测，针对采动影响采取相应措施，特别是滑坡体保安煤柱线保护范围内的煤炭资源严禁开采，以免因采动影响而造成新的滑坡灾害。矿区开采范围内无民房集中的村庄，但存在零星村民住户。回采工作面开采前，必须对地面受影响区域进行踏勘，对影响区域内的民房采取搬迁处理，并针对地下水位下降可能引起的居民饮水、灌溉等问题，采用搬迁、补偿、修建饮水工程等方法进行协商处理。对局部地表沉陷产生的宽度、落差较小的裂缝采取塞缝填充措施；对落差、宽度较大的裂缝，采取全部充填措施。第二节环境保护措施一、主要污染源和污染物1、原煤硫化物矿井所采C1煤层为高灰、高硫、低热值无烟煤；B4煤层为中灰、高硫、中热值无烟煤；B3煤层为中灰、中高硫、中热值无烟煤，其硫份含量均大于2%，原煤生产中不可避免地将带来硫化物污染环境的问题。2、粉尘、烟尘矿井生产系统生产过程中及锅炉燃烧时将产生粉尘、烟尘。3、污水主要是井下排水和地面生产、生活污水和酸性污废水。4、固体废弃物主要是矿井建设及生产过程中产生的矸石、生活垃圾、炉渣等。5、噪声主要是主要通风机、空压机等机械设备产生的噪声。第229页 二、治理采用的环境保护标准1、大气环境质量标准(GB3095-82)；2、地面水环境质量标准(GB3838-88)；3、生活饮用水卫生标准(GB5749-85)；4、污水综合排放标准(GB8978-88)；5、农业灌溉水质标准(GB5084-85)；6、工业企业厂界噪声标准(GB2348-90)；7、工业企业噪声控制设计标准(GBJ87-85)；8、煤矿生产场所空气中粉尘控制浓度的规定(MJ200-89)。三、环境保护措施1、降硫措施矿井所采C1、B4、B3煤层含硫量均大于2%。原煤生产中不可避免地将带来硫化物污染问题。煤层硫的存在形式主要是Sp,d，其次是S0,d，最后是Ss,d。即矿井所采煤层含硫主要为无机硫。从矿井的开采情况来看，其主要是以黄铁矿（FeS2）结核的形式赋存于煤层顶部或底部几厘米到十几厘米的范围内。根据煤层硫的存在形式，生产中采取如下降硫措施：1）回采工作面采取多打眼、少装药的方法，并采用铰接顶梁配排柴、竹笆背顶，最大限度减少伪顶脱落污染原煤，降低含硫量。2）回采工作面人工攉煤及刮板运输机运输过程中进行一次手选，将大于100mm的矸石甩入采空区；3）原煤运出井到地面储煤场时，经50mm自动筛分后，大于50mm的原煤入块煤储煤场，块煤外运装车时进行一次手选。采取上述措施后，可将原煤含硫量降低到2%以下。2、烟气、粉尘污染防治第229页 设计在产生粉尘的地点安装防尘洒水器或喷雾器等湿式除尘装置，对个别地方采取封闭法消除煤尘的扩散；锅炉房锅炉烟气采用多管旋风除尘器除尘后经高烟囱排放。生产系统除尘在煤的运输、装卸、堆存等过程中应尽量采取洒水喷雾或其它有助于减少扬尘的措施。3、矿井废水处理1）井下水处理井下水中主要污染物为煤粉、岩粉，以悬浮物为主。处理方式为：井下排水→沉淀→排放。2）生产、生活污废水处理生产、生活污废水处理工业场地内生产生活污水设计采用生化池处理后达标排放。工业场地食堂污水、机修车间分别经除油池，酸碱中和池处理，场地粪便污水经污水构筑物生化池处理后排放。矿灯房废水经调节池处理后，加入碱进行中和，将PH值调整到7.5～8.0之间，可使重金属沉积下来。处理后污水经沉淀后外排。浴室排水量较大，设气浮设备处理后排放。4、废渣处理矿井设临时排矸场，并在临时排矸场水流下方构筑挡矸坝，四周修筑截水沟，防止洪水冲走矸石污染环境。基建时期的矸石用于铺路，生产时期的煤矸石运到附近的砖厂用作为制砖原料。5、噪声处理产生噪声的装置主要为主要通风机及压风机房，采用消声材料(如甘蔗板)建造隔声值班室；其它瞬时或短时高噪声可采取个体防护措施。6、矿区绿化第229页 绿化是环境保护的主要措施之一，它具有调节气候、防风滞尘、降低噪声、净化空气、美化环境的作用。设计于工业场地内场前区、道路两侧、地面建筑物周围等地点及工业场地周边栽种防污绿化树种和对有害气体敏感的绿化树种。第三节水土保持及土地复垦一、水土保持矿区水土保持宜采用生物措施的方式综合治理。主要方法是在矿区植树造林，以保持水土不流失。当煤炭资源采完后闭坑时，应拆除地面设施，填平坑口及工作场地后植树造林。二、土地复垦矿区地表植被较发育，自然生态环境较好，区内属山地，常年耕种农作物较少。因此，在煤炭资源开采完后，只对工业场地进行复垦。第229页 第十五章建井工期第一节建井工期一、施工准备内容与进度矿井施工准备内容较多，涉及面宽，关系复杂，根据矿井的实际情况统筹安排、综合平衡各项工作。针对薄弱环节，采取有效措施，做到既缩短施工准备期，又能使以下各项工作做好充分准备，求得快、好、省最佳效果。1、根据设计要求，尽早完成场区测量工作，特别注意场地的岩土工程勘察工作。2、完成“四通一平”工作。3、兴建必要的施工设施和生活设施。4、确定施工三材的供应和加工渠道，确保矿井开工后能连续施工。5、搞好防洪设施工程。6、按矿井施工准备工作计划及井筒开工需要，编制劳动力计划，并做好调配，培训工作。施工准备工程多，各工程、工序、工种相互交叉，三类工程均有大量的准备工作，而根据工程建设轻重缓急采用统筹法，确立关键工程主线有计划、有步骤地进行，以缩短准备期。二、矿井移交标准井巷、土建三类工程、安全设施、环保卫生设施及其安装工程、同步建成一次移交生产。三、移交生产时井巷工程量第229页 矿井移交生产时井巷工程量总计7141m，工程总量43840m3　。其中：改造利用巷道827m，改造工程量1380m3；新掘巷道6314m(岩巷5206m，工程量35607m3；半煤巷1108m，工程量6853m3　),新掘井巷工程总量42460m3。四、井巷施工平均成巷指标根据《煤炭工业小型矿井设计规范》有关规定，并参照矿井目前巷道施工进度及当地矿井的进度指标，按照不同的断面、不同的支护方式，设计确定本矿井井巷工程平均进度指标：炮掘掘进指标：岩石平巷100m/月，岩石斜巷80m/月，煤岩平巷120m/月、煤岩斜巷100m/月。五、连锁工程确定井巷工程建设时，共设三个掘进队作业，连锁工程为：主平硐→+585m运输大巷→消防材料库→采区下部车场→采区变电所→轨道上山→轨道上山上部车场及绞车房→+680m运输、回风石门→1122工作面巷道。回风平硐（风井）→总回风斜巷→回风大巷及回风斜巷→回风上山→各区段回风石门→行人上山。进风平硐→辅助进风斜巷→各区段瓦斯抽采巷及瓦斯抽采斜巷→1121工作面巷道。六、施工组织的主要原则1、首先以井巷施工为中心，保证主要联锁工程的连续施工和主要贯通工程重点配备，同时作好回风井的外部工程，保证按时开工，充分发挥其在加快矿井建设中的作用。第229页 2、缩短建设工期，井下多点施工，并保持相对稳定，使建设期的劳力、物力、财力得以恰当、合理、有效使用。3、井巷工程坚持一次成巷，井下管线工程紧随井巷施工进度完工，不允许存在遗留工程。4、优先安排永久性生活设施和生产设施，尽可能利用永久建筑，减少大量临时工程，节约投资，缩短建设工期。5、地面建筑工程中，关键工程是地面生产系统，应创造条件优先安排，保证在矿井投产前建成。6、做好设备器材的订货和采购工作，保证按期安装使用，一次试运转成功。七、建井工期预计根据矿井建设方案、移交标准，按井巷工程量及平均成巷指标计算，矿井施工期为23月，井巷工程综合进度详见图15-1-1。第二节产量递增计划矿井投产时于一采区B2煤层布置一个炮采工作面生产，达到设计90kt/a生产能力。第229页 第十六章技术经济第一节劳动定员及劳动生产率一、基本资料矿井设计生产能力：90kt/a。矿井工作制度：年工作日330d，“三·八”工作制。设计全员效率：0.95t/工。在籍系数：井下工人1.4，地面工人1.3，管理人员及辅助人员1.0。二、人员配置按安监总调〔2007〕95号《关于加强小煤矿安全基础管理的指导意见》及川经〔2008〕120号《关于加强小煤矿安全基础管理工作的实施意见》要求配置人员。1、完善矿井安全管理人员的配置，建立技术管理体系。设矿长，安全、生产、机电副矿长和技术负责人。2、设立专职安全管理机构，建立安全监督检查体系。配备专职安全检查人员、瓦检及测风员、安全监控系统值班员等。3、设立技术管理机构，建立技术管理体系。配备采矿、通风、机电、地质及测量等专业技术人员。全矿人员划分为原煤生产工人、服务人员和其它人员。劳动定员详见表16-1-1。第229页 表16-1-1劳动定员表序号人员类型出勤人数在籍系数在籍人数一二三小计一井下工人(一)采煤队1打眼工、放炮工22262装运、移溜、支柱工33393回柱工33394刮板输送机司机11135机电及检修工11136材料员11137班长(兼验收)11138顺槽输送机司机11139安全员1113小计141414421.459(二)掘进队（二个）1打眼机、放炮员、班长（兼安检员）777182装车、推车工666183支护工66618小计191919571.480(三)运输1绞车司机11132地面翻卸工22263电机车司机22264摘挂钩工22265机电维修工11136运输设备维修工11137轨道维修工11138班长、安检员1113小计111111331.446(四)通风队1主扇值班员11132机电及局扇工3339第229页 3测风及瓦检员444124通风设施维修工2245安全监控系统中央控制室11136传感器安装、调试、维修、巡视2247仪器发放、维修11138班长1113小计151511411.457(五)综合防护队1测尘、气体检测员11132管道工、巷道维修、清理22263矿压检测员114环境监测员115仪器、仪表管理员116班长、消防器材保管发放1113小计744151.421(六)机电队1地面10kv变电所(地面)11132井下变电所11133供电设备及动力线网维修11134矿灯、自救器发放、维修(地面)11135通信站及设备线网维修11136电气设备维修工11137班长11138小计777211.430(七)瓦斯抽采队1打钻工33392管线施工、维修工33393检查、检测工22264泵站管理员11135瓦检员兼安全员1113小计101010301.442(八)地面生产第229页 1修理车间机加工、机修1113矿修、锻、焊11132库房材料储场库房、炸药库1113材料贮场1113坑木加工11133给排水及采暧给水净化站、排水净化站1113锅炉房1113设备及管道维修1113小计888241.331原煤生产工人合计918884263366二管理人员1矿领导22152生产调度科（含专业技术人员）22263安检科22264通风科(含专业技术人员)335地测科(含专业技术人员)213小计986231.023三服务人员444121.012四其它人员32271.07总计10710296305408注：表中为投产时期的人员配备，生产管理人员约按70%计入最大班下井人数，最大班下井人数为80人。三、劳动生产率年工作天数330天。在籍劳动定员为408人，其中原煤生产工人366人，管理人员23人，服务人员12人，其它人员7人。出勤人员305人,其中原煤生产人员286人（井下工人217、地面工人46、管理人员23）,服务及其他人员19人。矿井全员效率按下式计算：矿井全员效率＝第229页 矿井全员效率＝＝0.95工/吨第二节投资概算与资金筹措一、投资范围资产投资包括矿建工程、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。二、投资计算编制依据根据中国煤炭建设协会中煤建协字（2007）第90号文《煤炭建设工程费用定额及造价管理有关规定》等相关文件。1、概算指标《煤炭建设井巷工程概算定额》（2007基价）《煤炭建设井巷工程辅助费综合定额》（2007基价）《煤炭建设地面建筑工程概算指标》（2007基价）《煤炭建设机电安装工程概算指标》（2007基价）2、工程建设其他费用执行中国煤炭建设协会中煤建协字（2007）第90号文的规定。3、设备价格（1）国产标准设备价格：采用询价，不足部分采用《煤炭工业常用设备2000年价格汇编》与《工程建设全国机电设备2004年价格汇编》。（2）国家非标准设备价格：按《煤炭工业非标准加工产品价目表（2007统一基价）》计算。（3）设备运杂费：按设备原价的6%计算。4、材料价格（1）材料价格：采用询价，不足部分采用《煤炭工业第229页 安装工程定额外材料预算价格2000年版》及《四川省2009年工程建设材料价格信息》价格。（2）材料运杂费：安装工程定额外材料按材料原价的8%计算。5、费用定额执行中国煤炭建设协会中煤建协字（2007）第90号文规定。三、概算结果经计算，本煤矿竣工验收投产时工程建设静态投资概算为2234.18万元。其中：井巷工程：864.52万元，占建设静态投资比例38.70%。土建工程：152.10万元，占建设静态投资比例6.81%。安装工程：348.39万元，占建设静态投资比例15.59%。设备及工具器购置费：738.40万元，占建设静态投资比例33.05%。工程建设其他费用：130.78万元，占建设静态投资比例5.85%。新增能力吨煤静态投资：372.36元。投资概算构成比例及分析详见表16-2-1。表16-2-1矿井固定资产投资构成比例及分析表序号项目矿建工程土建工程安装工程设备及工器具购置工程建设其他费用合计1固定资产静态投资（万元）864.52152.10348.39738.40130.782234.182新增吨煤固定资产静态投资（元）144.0925.3558.07123.0721.80372.363投资比例(%)38.706.8115.5933.055.85100.00项目建设总造价投资概算详见投资概算书。四、流动资金计算生产所需流动资金主要是用于购买原材料、燃料、动力、发放工资和支付管理费用等资金，它是存在于产品生产过程中和流通过程中的周转资金。第229页 流动资金的计算采用分项计算的方法进行。按达到90.0kt/a原煤的生产能力计算，矿井生产共需流动资金492.34万元/年，吨煤流动资金为54.70元，其中自筹铺底流动资金为30%，向银行贷款70%，贷款年利率5.31%。经计算自筹铺底流动资金为147.70万元，向银行贷款铺底流动资金为344.64万元。详见表16-2-2。表16-2-2流动资金计算表序号项目周转天数周转次数需要量(万元)吨煤资金1流动资产505.6856.191.1应收帐款3012300.0033.331.2存货139.0915.451.2.1原材料、燃料1203106.6711.851.2.2库成产品36032.423.601.3现金152466.597.402流动负债13.331.482.1应付帐款152413.331.483流动资金492.3454.70其中：铺底流动资金147.7016.41流动资金贷款344.6438.294流动资金贷款利息(放入财务费用)18.302.03五、项目总投资项目总投资由工程建设静态投资及铺底流动资金构成。项目总投资=建设静态投资+铺底流动资金=2234.18万元+147.70万元=2381.89万元经概算，项目建设总投资为2381.89万元。第229页 六、资金筹措建设工程静态投资的全部资金由企业自筹。第三节原煤生产成本计算一、成本计算依据1、《煤炭工业建设项目经济评价方法与参数》；2、《矿井原煤设计成本计算方法》；3、现行的财税制度及规定；4、相近矿井实际资料。二、原煤成本计算1、原材料费按设计提供的主要材料消耗量，根据煤矿现行材料价格计算。材料耗量及价格如下：钢材：0.9t/kt，单价4200元；坑木：2.0m3/kt，单价1200元；炸药：250kg/kt，单价13.45元；雷管：900发/kt，单价3.2元。其他材料费占主要材料费的45%。2、动力费设计吨煤电耗21.93kW·h，综合电力电价为0.80元/kW·h。3、直接工资矿井劳动定员408人，职工工资按24000元/年.人计算。4、职工福利费福利费按年工资总额的14%计算。第229页 5、修理费成本中的修理费指项目设备及其安装费的大修理费，修理费的提存按设备及安装费的2.5%计算。6、生产安全费用按川财企（2005）95号文规定，本矿瓦斯等级为高瓦斯，故吨煤提取15元的生产安全费用。7、其它支出按煤炭工业成本范围和现行财务制度规定计算。其它支出包括劳动保险费、待业保险费、工会经费、职工教育经费、进入经营成本的50%维简费、矿产资源补偿费、采矿权使用费。（1）劳动保险费、待业保险费、工会经费、职工教育经费以原煤设计成本工资的27.60%计取。（2）进入经营成本的维简费4.00元。（3）矿产资源补偿费按原煤销售收入的1%计取。（4）地面塌陷补偿费按当地实际情况0.5元/t计取。（5）采矿权使用费按国务院令第241号《矿产资源开采登记管理办法》规定，按照矿区范围的面积逐年缴纳，标准为1000元／km2.a。本矿区范围面积为0.5km2。8、折旧费根据固定资产原值及折旧年限计算折旧费，按《煤炭工业小型矿井设计规范》，地面建构筑物按矿井服务年限设计，折旧年限按矿井服务年限计算。9、维简费（含井巷工程费）按财政部财建（2004）119号文规定，维简费第229页 ，按10.5元／t(原煤实际产量)提取，其中含井巷工程费2.5元;剩余维简费的50%纳入经营成本，计入其它支出。10、摊销费根据实际情况，递延资产、无形资产从投产开始按矿井服务年限年，分摊计入成本。11、财务费用主要包括流动资金贷款的利息。经计算，矿井达产时吨煤生产成本为234.41元，其中固定成本123.22元/t，可变成本111.19元/t，详见表16-3-1。表16-3-1原煤成本计算表序号项目单位成本(元/吨)其中(元/t)备注固定成本可变成本一经营成本216.14112.87103.27　1直接材料费35.5622.0213.53　(1)材料费18.0110.277.75　(2)动力费17.5411.755.79按吨煤耗电21.93kWh计算2直接工资108.8054.4054.40　3福利费15.237.627.62　4修理费3.023.020.00　5安全生产费用150.0015.00　6其它支出38.5325.8212.72含维简费4元二折旧费8.638.630.00　三维简费(井巷工程费)6.50.006.50　四摊销费1.111.110.00　五财务费用(利息支出)2.030.611.42　(1)流动资金利息2.030.611.42　(2)生产期基建借款利息　0.000　六原煤成本　　　　(1)不含生产期基建借款利息234.41123.22111.19　第229页 第四节经济与财务评价按国家计委与建设部颁发《建设项目经济评价方法与参数》第三版、原煤炭工业部颁发《煤炭工业建设项目经济评价方法参数》和现行有关文件规定，结合本矿的实际情况，对项目进行财务评价。一、基础数据1、评价方法本项目为扩建工程，根据“方法和参数”的规定，对财务评价进行盈利能力分析和不确定性分析。2、生产规模设计生产能力为90kt/a。3、建设期及计算期根据矿井建设方案、移交标准，按井巷工程量及平均成巷指标计算，矿井，建设期为23个月，计算期为16年。二、销售收入、税金及利润计算1、煤炭销售价格根据目前煤炭市场行情及煤炭销售情况，预计煤炭坑口含税销售价格为400元/t。2、矿井年销售收入计算根据矿井施工进度计划，矿井投入正式生产需要23个月，年销售收入为3600.00万元。3、矿井年销售税金及附加销售税金及附加包括产品增值税、城市维护建设税，教育费附加和资源税。产品增值税：销项税率为13%、进项税率17%、城市维护建设税率为第229页 增值税的5%、教育费附加为增值税的3%、地方教育费附加为增值税的1%、资源税按2.5元/吨计算。经计算：1、销项税款：414.16万元2、进项税款：46.50万元3、增值税：367.66万元4、城建税：18.38万元5、教育费附加：11.03万元6、地方教育费附加：3.68万元7、资源税：22.50万元正常生产年份中应上缴国家财政税金423.25万元，吨煤税金47.03元。产品销售收入、销售税金及附加详见销售收入、销售税金及附加计算表。三、利润计算矿井投产后，年销售总收入3600.00万元，年总成本2109.68万元，年销售税金423.25万元，年税前利润1067.07万元，年所得税266.77万元，年所得税后利润800.30万元。四、盈利能力分析通过分析财务内部收益率、投资回收期、投资利润率及投资利税率等指标，评价项目的财务盈利能力。盈利能力分析计算经济指标：1、投资利润率：31.62%2、投资利税率：42.16%3、税前投资内部收益率：33.93%4、税前投资财务净现值（ic=10%）：5673.78万元第229页 5、税后投资内部收益率：27.74%6、税后投资财务净现值（ic=10%）：3934.51万元7、税前投资回收期：4.13年(含建设期)8、税后投资回收期：4.74年(含建设期)各项经济指标详见现金流量表、资产负债表、及损益表。五、不确定性分析（1）盈亏平衡分析项目计算期内正常生产年份，年总成本2110万元，年可变成本1001万元，年固定成本1109万元，年销售收入为3600万元，年销售税金及附加为423万元。根据上述数据计算项目盈亏平衡点如下：BEP（利用率）=年固定成本/（年销售收入-年可变成本-年销售税金及附加）×100%=1109/(3600-1001-423)×100%=50.97%BEP（产量）=90×50.97%=45.87（kt/a）根据计算数据分析，项目只要达到设计生产能力的50.97%，即年产量达到45.87kt，企业就可保本，因而项目的风险较小。六、财务评价结论本项目建成后，本矿年平均销售收入3600.00万元，年缴纳销售税金及附加423.25万元，投资利润率31.62%，投资利税率42.16%，全部投资回收期（税后）4.74年，全部投资财务内部收益率（税后）27.74%，大于基准收益率10%，全部投资财务净现值（税后）3934.51万元，大于零。从敏感性分析和盈亏平衡分析来看，该建设项目风险较小。综上所述，该项目从财务上讲是可以接受的，从经济效益上讲也是可行的。第229页 第五节矿井设计主要技术经济指标矿井设计主要经济指标详见表16-5-1。表16-5-1主要技术经济指标表顺序名称单位指标备注1矿井设计生产能力1、年产量kt902、日产量t2732矿井新增设计生产能力kt/a60日净增产原煤t1823矿井服务年限a13.74矿井设计工作制度1、工作天数d3302、日工作班数个35煤质1、牌号WY032、灰分%26.22～43.113、硫分%0.26～7.044、发热量MJ/kg18.08～25.056储量1、地质资源量kt2404.02、工业资源/储量kt2404.03、可采储量kt1728.97煤层情况1、可采煤层数层52、可采煤层平均厚度m0.73C1煤层m1.3B4煤层m1.55B3煤层m0.78B2煤层m0.75B1煤层4、煤层倾角度15～175、煤的容量t/m31.55～1.70第229页 8井田范围1、走向长度km1.32、倾斜宽度km0.453、井田面积k㎡0.59开拓方式平硐10水平数目个111井筒类型(长度与断面)1、主平硐m/㎡320/6.32、进风平硐m/㎡155/5.23、回风平硐m/㎡187/6.812三个煤量及可采期投产时1、开拓煤量kt/a510.3/4.12、准备煤量kt/a510.3/4.83、回采煤量kt/月78.5/1013采区个数个1投产时14回采工作面个数及长度个、m1/8515采煤方法走向长壁采煤法16顶板管理方法全部垮落法17掘进工作面个数个318井巷工程总量1、巷道总长度(投产时)m7141利用827m2、巷道掘进体积(投产)时)m34384019大巷运输方式轨道运输20通风1、瓦斯等级　高瓦斯2、通风方式、方法对角式、抽出式3、主要通风型号及数量型号/台数FBCDZ-6-№16B2台21供电1、电动机总容量kW966.72、矿井年耗电量kWh21780003、吨煤电耗kWh24.2第229页 22建筑面积与体积1、行政、公共建筑面积㎡20102、生产性建筑总面积㎡34253、生产性建筑总体积m31123923职工在籍总人数人40824全员效率t/工0.9525项目投资建设项目总资金万元2381.89其中：井巷工程万元864.52地面建筑工程万元152.10设备及工器具购置万元738.40安装工程万元348.39其它费用万元130.78静态投资合计万元2234.18铺底流动资金万元147.70新增能力吨煤静态投资元372.3626原煤成本与售价原煤生产成本元/t234.41原煤平均售价元/t40027项目施工工期个月2328财务评价主要指标税后财务内部收益率%27.74税后财务净现值万元3934.51税后投资回收期a4.74投资利润率%31.62投资利税率%42.16第229页 投资计划与资金筹措表单位:万元(人民币)序号　合计建设期交叉期生产期123　　　　　　一总投资计划2726.531340.511041.38344.641固定资产投资2234.181340.51893.67　　1.1井巷工程864.52518.71345.81　　1.2土建工程152.1091.2660.84　　1.3安装工程348.39209.03139.36　　1.4设备购置738.40443.04295.36　　1.5工程建设其它费用130.7878.4752.31　2投资方向调节税　　　　3建设期利息　　　　4流动资金492.34　147.70344.64二资金筹措2726.531340.511041.38344.641资本金2381.891340.511041.38　　1.1自有固定资产投资2234.181340.51893.67　　1.2自有流动资金147.70　147.70　2长期借款　　　　　2.1长期借款本金　　　　　2.2建设期借款利息　　　　3流动资金借款344.64　　344.644其他筹资　　　　注：1、静态投资为2234.18万元，建设投资贷款利息为0万元，铺底流动资金为147.70万元，流动资金借款344.64万元，流动资金为（铺底流动资金+流动资金借款）492.34万元。2、建设投资为（静态投资+建设投资贷款利息）2234.18万元。3、项目总投资为（建设投资+铺底流动资金）2381.89万元。4、项目总资金为（建设投资+流动资金）2726.53万元。第230页 成本计算表序号项目单位成本（元/吨）其中（元/t）备注(计算依据)固定成本(%)可变成本(%)一经营成本216.14112.87103.27　1直接材料费35.5622.0213.53　(1)材料费18.0110.277.75　(2)动力费17.5411.755.79按吨煤耗电21.93kWh计算2直接工资108.8054.4054.40　3福利费15.237.627.62　4修理费3.023.020.00　5安全生产费用150.0015.00　6其它支出38.5325.8212.72含维简费4元二折旧费8.638.630.00　三维简费(井巷工程费)6.50.006.50　四摊销费1.111.110.00　五财务费用(利息支出)2.030.611.42　(1)流动资金利息2.030.611.42　(2)生产期基建借款利息　0.000　六原煤成本　　　　(1)不含生产期基建借款利息234.41123.22111.19　第230页 各年总成本计算表单位:万元序号项目名称建设期交叉期生产期1234567891011121314151617181材料费13.51162.11162.11162.11162.11162.11162.11162.11162.11162.11162.11162.11162.11162.11162.11162.11148.602动力费13.16157.90157.90157.90157.90157.90157.90157.90157.90157.90157.90157.90157.90157.90157.90157.90144.743工资81.60979.20979.20979.20979.20979.20979.20979.20979.20979.20979.20979.20979.20979.20979.20979.20897.604职工福利费11.42137.09137.09137.09137.09137.09137.09137.09137.09137.09137.09137.09137.09137.09137.09137.09125.665修理费2.2627.1727.1727.1727.1727.1727.1727.1727.1727.1727.1727.1727.1727.1727.1727.1724.916安全生产费用11.25135.00135.00135.00135.00135.00135.00135.00135.00135.00135.00135.00135.00135.00135.00135.00123.757其他支出28.90346.81346.81346.81346.81346.81346.81346.81346.81346.81346.81346.81346.81346.81346.81346.81317.918折旧费6.4777.6477.6477.6477.6477.6477.6477.6477.6477.6477.6477.6477.6477.6477.6477.6471.179维简费(井巷工程基金)4.8858.5058.5058.5058.5058.5058.5058.5058.5058.5058.5058.5058.5058.5058.5058.5053.6310摊销费0.839.969.969.969.969.969.969.969.969.969.969.969.969.969.969.969.1311财务费用1.5318.3018.3018.3018.3018.3018.3018.3018.3018.3018.3018.3018.3018.3018.3018.3016.78⑴其中:基建投资贷款利息⑵流动资金贷款利息1.5318.3018.3018.3018.3018.3018.3018.3018.3018.3018.3018.3018.3018.3018.3018.3016.7812总成本费用175.812109.682109.682109.682109.682109.682109.682109.682109.682109.682109.682109.682109.682109.682109.682109.681933.8713经营成本费用162.111945.281945.281945.281945.281945.281945.281945.281945.281945.281945.281945.281945.281945.281945.281945.281783.17吨煤总成本(元/t)234.41234.41234.41234.41234.41234.41234.41234.41234.41234.41234.41234.41234.41234.41234.41234.41234.41吨煤经营成本(元/t)216.14216.14216.14216.14216.14216.14216.14216.14216.14216.14216.14216.14216.14216.14216.14216.14216.14原煤产量(万吨)0.759.009.009.009.009.009.009.009.009.009.009.009.009.009.009.008.25第231页 流动资金计算表序号项目周转天数周转次数需要量(万元)吨煤资金(元/吨)范围实取范围实取1流动资产　　　　505.6856.191.1应收帐款30～603012～612300.0033.331.2存货　　　　139.0915.451.2.1原材料、燃料120～1501203～2.43106.6711.851.2.2库成产品3～7351～1206032.423.601.3现金15～301524～122466.597.402流动负债　　　　13.331.482.1应付帐款15～301524～122413.331.483流动资金　　　　492.3454.70　其中：铺底流动资金流动资金的30%0.3147.7016.41　流动资金贷款流动资金的70%0.7344.6438.294流动资金贷款利息(放入财务费用)1年的代款利息5.31%0.053118.302.03第232页 产品销售收入及税金表序号项目名称建设期交叉期生产期123456789101112131415161718生产负荷(%)2510010010010010010010010010010010010010010010075一销量(万吨)0.759999999999999998.25二销售单价(元/吨)400400400400400400400400400400400400400400400400400三销售收入(含税)3003600360036003600360036003600360036003600360036003600360036003300四销售税金及附加35.27423.25423.25423.25423.25423.25423.25423.25423.25423.25423.25423.25423.25423.25423.25423.25387.981增值税30.64367.66367.66367.66367.66367.66367.66367.66367.66367.66367.66367.66367.66367.66367.66367.66337.02(1)消项税额34.51414.16414.16414.16414.16414.16414.16414.16414.16414.16414.16414.16414.16414.16414.16414.16379.65销售额265.493185.843185.843185.843185.843185.843185.843185.843185.843185.843185.843185.843185.843185.843185.843185.842920.35(2)进项税额3.8746.5046.5046.5046.5046.5046.5046.5046.5046.5046.5046.5046.5046.5046.5046.5042.62允许扣除项目金额22.79273.51273.51273.51273.51273.51273.51273.51273.51273.51273.51273.51273.51273.51273.51273.51250.722营业税3城市维护建设税1.5318.3818.3818.3818.3818.3818.3818.3818.3818.3818.3818.3818.3818.3818.3818.3816.854教育费附加0.9211.0311.0311.0311.0311.0311.0311.0311.0311.0311.0311.0311.0311.0311.0311.0310.115地方教育费附加0.313.683.683.683.683.683.683.683.683.683.683.683.683.683.683.683.376资源税1.8822.5022.5022.5022.5022.5022.5022.5022.5022.5022.5022.5022.5022.5022.5022.5020.63第236页 现金流量计算表单位：万元序号项目合计建设期交叉期生产期1234567891011121314151617181现金收入58183.60　30036003600360036003600360036003600360036003600360036003600360038841.1产品销售收入57600.00　30036003600360036003600360036003600360036003600360036003600360033001.2回收固定资产余值91.26　　　　　　　　　　　　　　　　　91.261.3回收流动资金492.34　　　　　　　　　　　　　　　　　492.342现金流出44891.271340.511260.992979.942635.302635.302635.302635.302635.302635.302635.302635.302635.302635.302635.302635.302635.302635.302415.692.1固定资产投资2234.181340.51893.67　　　　　　　　　　　　　　　　2.2固定资产投资方向调节税0.00　　　　　　　　　　　　　　　　　　2.3流动资金492.34　147.70344.64　　　　　　　　　　　　　　　2.4经营成本31124.42　162.111945.281945.281945.281945.281945.281945.281945.281945.281945.281945.281945.281945.281945.281945.281945.281783.172.5销售税金及附加6772.03　35.27423.25423.25423.25423.25423.25423.25423.25423.25423.25423.25423.25423.25423.25423.25423.25387.982.6所得税4268.29　22.23266.77266.77266.77266.77266.77266.77266.77266.77266.77266.77266.77266.77266.77266.77266.77244.542.7其它基金0.00　　　　　　　　　　　　　　　　　　2.8固定资产更新投资0.00　　　　　　　　　　　　　　　　　　3净现金流量13292.33-1340.51-960.99620.06964.70964.70964.70964.70964.70964.70964.70964.70964.70964.70964.70964.70964.70964.701467.914累计净现金流量　-1340.51-2301.50-1681.43-716.73247.971212.682177.383142.084106.795071.496036.197000.907965.608930.319895.0110859.7111824.4213292.335所得税前净现金流量17560.62-1340.51-938.75886.831231.471231.471231.471231.471231.471231.471231.471231.471231.471231.471231.471231.471231.471231.471712.456所得税前累计净现金流量　-1340.51-2279.27-1392.44-160.961070.512301.983533.454764.925996.407227.878459.349690.8110922.2812153.7513385.2314616.7015848.1717560.627所得税前财务净现值5673.78-1340.51-775.83666.29841.11764.65695.13631.94574.49522.26474.79431.62392.38356.71324.28294.80268.00243.64308.008所得税后财务净现值3934.51-1340.51-794.20465.86658.91599.01544.55495.05450.04409.13371.93338.12307.38279.44254.04230.94209.95190.86264.02　计算指标财务内部收益率（%）财务净现值（万元）投资回收期（年）　　　　　所得税后27.74%3934.514.74　　所得税前33.93%5673.784.13　第236页 负债表单位：万元序号项目建设期交叉期生产期1234567891011121314151617181资产1340.512282.992819.892819.892819.892819.892819.892819.892819.892819.892819.892819.892819.892819.892819.892819.892819.892771.081.1流动资产总额0.001389.322007.042084.692162.332239.972317.612395.252472.902550.542628.182705.822709.622713.432717.232721.032724.832679.831.1.1应收帐款　25.00300.00300.00300.00300.00300.00300.00300.00300.00300.00300.00300.00300.00300.00300.00300.00275.001.1.2存货　11.59139.09139.09139.09139.09139.09139.09139.09139.09139.09139.09139.09139.09139.09139.09139.09127.501.1.3现金　5.5566.5966.5966.5966.5966.5966.5966.5966.5966.5966.5966.5966.5966.5966.5966.5961.041.1.4累计盈余资金0.001347.181501.371579.011656.651734.291811.931889.581967.222044.862122.502200.142203.952207.752211.552215.352219.162216.291.2在建工程1340.51893.67　　　　　　　　　　　　　　　　1.3固定资产净值　　812.85735.21657.57579.92502.28424.64347.00269.36191.71114.07110.27106.47102.6698.8695.0691.261.4无形资产及递延资产净值　　　　　　　　　　　　　　　　　　2负债及所有者权益1340.512282.992819.892819.892819.892819.892819.892819.892819.892819.892819.892819.892819.892819.892819.892819.892819.892771.082.1流动负债0.0029.83357.98357.98357.98357.98357.98357.98357.98357.98357.98357.98357.98357.98357.98357.98357.98328.142.1.1应付帐款　1.1113.3313.3313.3313.3313.3313.3313.3313.3313.3313.3313.3313.3313.3313.3313.3312.222.1.2流动资金借款　28.72344.64344.64344.64344.64344.64344.64344.64344.64344.64344.64344.64344.64344.64344.64344.64315.922.1.3其他短期借款　　　　　　　　　　　　　　　　　　2.2长期负债0.000.000.000.000.000.000.000.000.000.000.000.000.000.000.000.000.000.002.2.1长期借款　　　　　　　　　　　　　　　　　　2.2.2长期应付款　　　　　　　　　　　　　　　　　　　负债小计0.0029.83357.98357.98357.98357.98357.98357.98357.98357.98357.98357.98357.98357.98357.98357.98357.98328.142.3所有者权益1340.512253.162461.922461.922461.922461.922461.922461.922461.922461.922461.922461.922461.922461.922461.922461.922461.922442.942.3.1资本金1340.512246.492381.892381.892381.892381.892381.892381.892381.892381.892381.892381.892381.892381.892381.892381.892381.892369.582.3.2资本公积金　　　　　　　　　　　　　　　　　　2.3.3盈余公积金　6.6780.0380.0380.0380.0380.0380.0380.0380.0380.0380.0380.0380.0380.0380.0380.0373.362.3.4累计未分配利润　　　　　　　　　　　　　　　　　　计算指标：资产负债率（%）0.001.3112.6912.6912.6912.6912.6912.6912.6912.6912.6912.6912.6912.6912.6912.6912.6911.84流动比率（%）　4657.26560.67582.35604.04625.73647.42669.11690.80712.49734.18755.87756.93757.99759.06760.12761.18816.66速动比率（%）　4618.41521.81543.50565.19586.88608.57630.26651.95673.64695.32717.01718.08719.14720.20721.26722.32777.81第236页 损益表单位：万元序号项目合计建设期交叉期生产期1234567891011121314151617181产品销售收入57600　30036003600360036003600360036003600360036003600360036003600360033002销售税金及附加6772.03　35.27423.25423.25423.25423.25423.25423.25423.25423.25423.25423.25423.25423.25423.25423.25423.25387.983总成本费用33754.81　175.812109.682109.682109.682109.682109.682109.682109.682109.682109.682109.682109.682109.682109.682109.682109.681933.874利润总额17073.16　88.921067.071067.071067.071067.071067.071067.071067.071067.071067.071067.071067.071067.071067.071067.071067.07978.155弥补以前年度亏损0.00　　　　　　　　　　　　　　　　　　6应纳税所得额17073.16　88.921067.071067.071067.071067.071067.071067.071067.071067.071067.071067.071067.071067.071067.071067.071067.07978.157所得税(25%)4268.29　22.23266.77266.77266.77266.77266.77266.77266.77266.77266.77266.77266.77266.77266.77266.77266.77244.548税后利润12804.87　66.69800.30800.30800.30800.30800.30800.30800.30800.30800.30800.30800.30800.30800.30800.30800.30733.619其它基金0.00　　　　　　　　　　　　　　　　　　10可供分配本年利润12804.87　66.69800.30800.30800.30800.30800.30800.30800.30800.30800.30800.30800.30800.30800.30800.30800.30733.6111盈余公积金(10%)1280.49　6.6780.0380.0380.0380.0380.0380.0380.0380.0380.0380.0380.0380.0380.0380.0380.0373.3612可分配利润11524.39　60.02720.27720.27720.27720.27720.27720.27720.27720.27720.27720.27720.27720.27720.27720.27720.27660.25　本年利润分配　　60.02720.27720.27720.27720.27720.27720.27720.27720.27720.27720.27720.27720.27720.27720.27720.27660.25　累计分配利润　　60.02780.301500.572220.852941.123661.394381.675101.945822.226542.497262.767983.048703.319423.5910143.8610864.1311524.39　计算指标　　投资利润率：31.62　投资利税率：42.16　第236页'