本科毕业论文---兴华煤矿初步设计报告.doc

'前言湖南省新化县桑梓镇兴华煤矿位于新化县桑梓镇集中村境内，属村办企业，于1999年开始建井，开采接龙桥区段浅部煤层，至2004年底煤炭资源枯竭，无法生存，经新化县人民政府申请，娄底市人民政府批准，将兴华煤矿矿区范围调整至大跃井田浅部，为不影响大跃井田的整体开发，主、风井位置及开采布置都必须重新设计，兴华煤矿特委托我院对该矿井进行技术改造（新建主、风井）设计。一、设计依据1、《湖南省冷水江矿井大跃井田地质报告（详查）》；2、娄市煤安治〔2005〕17号3、《煤矿安全规程》（2004）；4、《中国采煤学》；5、《煤炭法》及《煤矿安全生产基本条件规定》；6、《煤矿安全监察条例》；7、有关煤炭资源开发利用政策；8、兴华煤矿提供的图纸和资料。二、设计指导思想根据该矿的煤层赋存条件、地形地质及开采技术条件和目前湖南省小型煤矿开采的技术水平，按照《煤矿安全规程》和《煤矿安全生产基本条件规定》要求，以煤矿实现“正规生产、规范管理、确保安全、提高效益”54 为指导思想。对每一项工程的设计不仅要考虑技术的先进性和经济的合理性，而更要优先考虑安全性，达到完善矿井安全管理和安全装备，提高矿井抗灾和防灾能力的目的。54 第一章矿井概况及地质概况第一节矿井概况一、交通位置和自然地理兴华煤矿位于新化县桑梓镇境内，规划开采冷水江矿区接龙桥区段43～46勘探线之间的煤炭资源。矿井对外以公路运输为主，矿区有3km简易公路与新化至冷水江公路相连，距新化县城及冷水江市区均为10Km，交通较方便。兴华煤矿地段属低山丘陵地形，地势为南低北高，最高为耸山，标高为+632.88m，最低为矿井井田2号拐点坐标处，标高为+236.9m。区内气候温暖潮湿，气候变化较大，每年12月至次年1月为年温度最低期，历史最低温度为零下7.5℃，每年7月至8月为年气温最高期，历史最高气温为43℃，历年平均气温21～22度。每年4月至6月为雨季，历史最小降雨量为1335.4㎜，最大降雨量为1761.9㎜，平均年降雨量1550.6mm，年平均蒸发量968.62mm，4～7月为雨季，12月至次年2月为枯水季节，主要风向为北风及西南风，最大风速为7.5m/s。二、矿井开采现状及现有生产系统1、开采现状54 矿井采用斜井开拓，主斜井沿顶板穿层布置，位于矿井北翼中部，井口坐标：X=3070091.0、Y=37538772.91、Z=+206.23m，坡度26°，落底于煤层顶板+162.33m标高处，斜长100.14m，向西布置主运输石揭煤后向南沿煤层布置+162运输大巷，以穿层平巷及上山与风井联通，形成矿井负压通风系统。风井位于矿井南翼中部，井口坐标：X=3069881、Y=37538666、Z=+220.81m，底顶板穿层布置，落底标高+190.0m。主斜井为矿井通风、运输和敷设管线及行人用，风井为矿井回风用并兼做安全出口。主斜井坡度26°，斜长100.14m，采用JT0.8×0.6型矿用提升绞车单钩一次串两车提升，井下运输大巷及采区使用U-0.75m3型矿车人力推车运输。轨型18㎏/m，轨距600㎜。矿井通风方式为中央分列式，通风方法为抽出式。主斜井为进风井，井口标高为+206.23m，风井为回风井，井口标高+220.81m。新鲜风流经主斜井、+162m运输大巷、通过局扇送风至掘进工作面，泛风经总回风上山至风井，由抽风机排至地面。地面风井口安装有两台YBK56-Ⅱ-6-№11型轴流式抽风机，一台工作，一台备用，额定功率为11kw，井下安装有5.5kw局扇二台。掘工作面采用局扇配风筒压入式通风。矿井实测总进风量为528m3/min，总回风量为540m3/min。实测矿井正常涌水量10m3/h，最大涌水量为15m3/h54 ，PH值呈中性。主斜井井底水泵房排水设备采用D25-30×6型水泵2台，配套电机额定功率30KW。水泵额定流量25m3/h额定扬程180m。排水管路为Ф＝76×4无缝钢管二趟,沿主斜井敷设至地面。矿井主供电源来自新化县城35KV变电站，供电架空线规格LGJ-50，供电距离10KM，10KV“T”接至矿。矿井应自备有一台75KW的柴油发电机作为矿井备用电源。经过多年开采，现老矿井范围+140m以上资源已基本采完，老矿井即将报废。第二节矿井地质概况一、地层和地质构造矿区出露地层由新至老有：第四系（Q）、中上石炭统壶天群（C2+3ht）、下石炭统梓门桥组（C1Z）、下石炭系测水组（C1C）、下石炭系石磴子组（C1S）。1、第四系（Q）：主要为坡积层，为灰至黄灰色淤泥、粘土、砂土，厚一般5m。不整合于各地层之上。2、石炭系中上统壶天群（C2+3ht）：由灰白色至浅灰色厚层状灰岩为主，最大厚度800m左右，与下伏梓门桥组呈整合接触。3、下石炭统梓门桥组（C1Z54 ）：上部为深灰色泥质灰岩，中厚层状，中部为硅质灰岩；下部为深黑色中厚层状泥灰岩，常含微晶石膏0～5层，一般2～3层；层位较稳定。全组平均厚170m左右。与下伏测水组地层整合接触。4、下石炭统测水组（C1C）为矿区含煤地层，平均厚约99m，按其含煤性、岩性组合和生物化石生平特征均可分为上段（不含煤段）和下段（含煤段）两段。1、上段（C1C2）不含煤段。由色泽较浅的碎屑岩及紫红、灰绿色粉砂岩、砂质泥岩和深灰色泥质岩等组成。厚约76m左右。2、下段（C1C1）含煤段。由颜色较深的碎屑岩夹煤层及泥质灰岩组成，以灰黑色的砂质泥岩、粉砂岩、暗灰色细砂岩、石英砂岩为主。其次为黑色泥岩夹炭质泥岩，一般厚23m左右。与下伏石磴子组地层整合接触。5、下石炭统石磴子组（C1s）上部为薄至中厚层状钙质泥岩。下部为黑灰色中厚层状泥灰岩，含方解石脉及黄铁矿结核。钻孔揭露最大厚度250m。本区可见厚42m。本井田位于冷水江向斜北翼的西北端，满竹背斜倾伏端的白马山倒转向斜部位，地层走向NW—SW，倾向NE，倾角变化较大，一般为70°54 。井田构造以断层为主，其中株木山逆断层为区内主干断层，位于42线～51线一带，走向长2500m，倾角35°左右，断距约200m左右。褶曲次之，地质构造属复杂。二、煤层及煤质兴华煤矿含煤地层为测水组煤系，矿井内含煤6层，自上而下命名为：上段煤、3煤层、5煤层、6煤层、7煤层、8煤层，上段煤有时为两层，未加细分，统称上段煤，一般不可采。井田内可采煤层为下石炭统测水组（C1C）3、5煤，煤层平均厚度2.76m。其中3煤局部可采，厚0～3.89m，平均厚度1.54m。5煤层全区可采，厚0～8.52m，平均厚度2.0m。其它煤层不可采。3、5煤层均以粉状结构为主，局部细～中条带状块煤，主要由亮煤和镜煤组成。煤质属中灰、特低硫、中高发热量无烟煤，适用于动力和民用用煤。具体指标见下表:指标原煤精煤分析基水分（％）干燥基灰分（％）可燃基挥发分（％）干燥基全硫（％）干燥基弹筒发热量（mJ/㎏）3煤原煤3.5918.557.670.9728.46精煤2.814.914.665煤原煤3.918.667.910.6027.6精煤3.296.725.0454 三、瓦斯及煤尘爆炸性、煤的自燃性该矿2005年未进行瓦斯等级鉴定，本设计参照相邻煤矿巨底冲煤矿2005年瓦斯等级鉴定结果（湘煤行[2005]233号），相对瓦斯涌出量为16.61m3/t，属高瓦斯矿井，煤层无自燃发火倾向性，煤尘无爆炸危险性。四、水文地质1、矿井水文地质条件区内主要含水层有梓门桥组、测水组、石磴子组。梓门桥组地表岩溶发育，属富水性较强的裂隙岩溶含水层；测水组为一水头高，富水性较弱的裂隙承压含水层；石磴子组裂隙发育，属一富水性中等的裂隙含水层。区内主要隔水层有二层：一层为测水组3煤顶板以上岩层，厚90m以上，主要以浅灰岩层为主，由紫红、灰色砂质泥岩，灰白色石英砂岩，灰色泥质灰岩，为煤层顶板之良好的隔水层。一层为3煤底板深灰色细（粉）砂岩，至石磴子组顶部的钙质泥岩、泥灰岩，厚约25～30m，为煤层底板之良好隔水层。矿井主要充水来源为测水组砂岩裂隙水、老窿水及大气季节性降水补充水。矿井水文地质条件属简单类型。2、设计开采范围内涌水量预计根据新化县煤炭局提供的地质资料，预计该矿井+130m水平正常涌水量将达到10m3/h，最大涌水量为15m3/h。54 第二章开采方案第一节矿井境界及储量一、矿井境界根据兴华煤矿采矿许可证（2004年12月29日），矿井范围由以下拐点坐标圈定：1、X=3069650Y=37538750；2、X=3069975Y=37538910；3、X=3070120Y=37538825；4、X=3070220Y=37538860；5、X=3070270Y=37538785；6、X=3069800Y=37538505。开采标高为+280m～+140m。调整后矿区范围由以下拐点坐标圈定：1、3070145375396102、3070125375394003、3070530375395204、3070530375390705、3070190375390706、3069975375389107、30695053753875054 1、3069800375385052、3071000375392003、3070566375397144、307032437539666开采标高为+300m～+130m。二、矿井储量根据划定的开采范围计算，矿井保有储量110.3万吨，按80％回采率计算，可采储量为88.24万吨。第二节矿井生产能力及服务年限一、矿井工作制度矿井年工作日330d，每天三班作业，每天净提升时间14h。二、矿井生产能力及服务年限根据矿井设计委托书，设计矿井生产能力为3万吨/年。日生产能力：91t/日。矿井范围内保有地质储量110.3万t，可采储量88.24万t，储量备用系数取1.4，计算得矿井服务年限约21a。T=110.3×0.8/3×1.4=21(a)54 第三节开拓布置一、开拓方案选择根据煤层赋存情况、矿区地形和矿井开采现状结合矿方意见，初步提出二个开拓方案：方案Ⅰ：新掘主平硐和风井。在矿井2号拐点处新掘主平硐，井口坐标X=3070170、Y=37539470、Z=+238.5m，以191°的方位角施工平硐15m，再以ß=28°的坡度施工11轨道上山至+130m标高落底，长231.11m，落底后沿岩层走向布置+130m底板运输大巷至井田中部，并以坡度30°的伪倾斜方向施工11通风上山与+240m底板回风大巷、回风上山和风井（风井位于矿井1号拐点附近，井口坐标X=3070180、Y=37539530、Z=+260m，ɑ=215°）贯通。构成矿井负压通风系统。（见开拓系统、采区布置及机械设备配备图）方案Ⅱ：利用现有的主斜井及工业广场，延深主斜井至+130m标高，沿岩层走向布置+130m底板运输大巷至矿井井田北翼附近，再布置采区上山。在矿井1号拐点附近布置风井，通过+260m总回风与采区通风上山贯通，形成矿井负压通风系统。从以上二个方案分析，方案Ⅰ要重新选择主、风井和工业广场并征地，初期投资大，建井工期长，但运输系统简单，前期通风线路短，通风容易。方案Ⅱ54 首采区生产时运输线路较长（达2000m），煤矸通过轨道上山下放到+130m底板运输大巷，再从主斜井提升至地面，运输系统比较复杂，运输费用较高；由于巷道较长，通风阻力大，通风较困难；原主井因服务年限，受采动压力的影响，巷道严重变形，断面较小需扩大断面，且施工难度大；+130m底板运输大巷需要从小溪流下方通过，且岩柱较小和杨家湾断层的影响，可能导致地表水通过断层裂隙带进入矿井，从而增加排水费用，其优点是可以利用现有工业广场、设施和设备。方案技术比较表方案Ⅰ方案Ⅱ优点：1、通风线路短，通风阻力小；2、煤柱损失小；3、设计投产工期较短；4、运输系统简单，运输费用低。缺点：1、需另建一套地面生产系统，征地面积大，地面投资费用高；2、建井工期较长；优点：1、可以利用现有工业广场和现有设施、设备；2、不需要征地；3、初期投资小。缺点：1、运输系统复杂，运输路线长，运输费用高；2、原主井因服务年限，受采动压力的影响，巷道严重变形，断面较小需扩大断面，且施工难度大；3、排水费用高；4、通风路线长，通风困难。根据兴华煤矿及县、市煤炭局、我院技术专家多次现场勘察，经过技术经济分析比较，选择方案Ⅰ作为本设计方案。二、开拓方式54 矿井采用平硐-暗斜井开拓，主平硐布置在矿井范围2号拐点附近位置，井口坐标X=3070170、Y=37539470、Z=+238.5m，以191°的方位角施工平硐15m，再以ß=28°的坡度施工11轨道上山至+130m标高落底，长231.11m，落底后沿岩层走向布置+130m底板运输大巷至井田中部，并以坡度30°的伪倾斜方向施工11通风上山与+240m底板回风大巷、回风上山和风井（风井位于矿井1号拐点附近，井口坐标X=3070180、Y=37539530、Z=+260m，ɑ=215°）贯通。构成矿井负压通风系统。（见开拓系统、采区布置及机械设备配备图）主平硐采用料石砌碹支护，半圆拱，净宽2.2m，墙高1.4m，净断面积4.97m2；风井采用料石砌碹支护，半圆拱，净宽2.0m，墙高1.27m，净断面积4.1m2。主平硐为矿井提升、进风等用，不提升时行人，风井主要为回风之用以及紧急行人安全出口。井筒特征表井筒特征单位主平硐风井（平硐）井口坐标Xm30701703070180Ym3753942037539535Zm+238.5+260.0井筒倾角度2828井筒方位度200215斜长m231.1144.7落底标高m+130+239断面净宽m2.22.0断面净高m2.52.27净断面积m24.974.154 支护形式料石砌料石砌断面形状半园拱半园拱三、水平划分根据矿井开采深度、煤层赋存条件，矿井划为一个水平开采，水平大巷标高为+130m，采用上山采区开采。四、采区及区段划分矿井走向、倾向长度、煤层赋存条件以及煤与瓦斯突出矿井等特点，设计划为三个采区开采，矿井东翼为首采区，即11采区，矿井西翼为接替采区，即12、13采区。11采区划为四个区段，平硐以上（+240～+260m）为第一区段，区段垂高20m；+200～+240m为第二区段，区段垂高40m；+165～+200m为第三区段，区段垂高35m；+135～+165m为第四区段，区段垂高35m。12采区划为三个区段，+200～+240m为第一区段，区段垂高40m；+165～+200m为第二区段，区段垂高35m；+135～+165m为第三区段，区段垂高35m。13采区划为二个区段，+165～+200m为第一区段，区段垂高35m；+135～+165m为第三区段，区段垂高35m。五、开采顺序矿井内先采11采区，接替12采区，最后采13采区；采区内先上后下，先上区段，后下区段；煤层内先采3煤，后采5煤。回采工作面为后退式回采。矿井东翼由于煤层倒转，5煤层位于3煤层之上，故先采5煤再采3煤。54 六、采掘比全矿安排三个掘进头（矿井接替采区12、13采区处于矿井西翼，由于岩巷工程量较大，本设计安排二个岩巷掘进头和一个煤巷掘进头才能保证矿井正常生产），一个回采工作面，可确保矿井生产能力和采掘正常接替，采掘比为1∶3。七、矿井三量及可采期矿井开拓布置一个水平、一个采区和1个回采工作面，保证矿井三量和可采期，具体参数见表。三量表开拓准备回采开拓煤量可采期准备煤量可采期回采煤量可采期30万吨7年30万吨7年1.4万吨5个月第四节主要巷道及采区布置一、11采区布置11采区为投产采区，走向长约500m，倾斜长约180m。在主平硐15m处以ɑ=191°，ß=28°的坡度施工11轨道上山至+130m标高落底，长231.11m，落底后沿岩层走向布置+130m底板运输大巷至井田中部，并以坡度30°54 的伪倾斜方向施工11通风上山与+240m底板回风大巷、回风上山和风井（风井位于矿井1号拐点附近，井口坐标X=3070180、Y=37539530、Z=+260m，ɑ=215°）贯通。构成11采区负压通风系统。（见开拓系统、采区布置及机械设备配备图）轨道上山、通风上山及石门等岩石巷道均采用半圆拱断面，料石砌碹支护，净宽2.0m，墙高1.27m，净断面积为4.1m2。二、投产工作面布置投产工作面为1152工作面。该工作面区段运输平巷标高为+240m，即平硐标高水平，区段回风平巷标高为+260m，即风井（平硐）标高。在主平硐15m处（斜交岩层走向约30°）布置+240m底板运输平巷至11采区中部，然后施工石门揭5煤和3煤，在见5煤处沿5煤层走向向北施工1152运输平巷至矿井边界，沿煤层伪倾斜方向施工1152开切眼至+260m标高停掘。在风井（平硐）沿岩层走向布置+260m底板回风平巷至11采区中部，然后施工石门揭5煤和3煤，在见5煤处沿5煤层走向向北施工1152回风平巷至矿井边界与1152开切眼贯通，构成1152回采工作面负压通风系统。为了解决1151工作面掘进出煤矸、行人、回风等问题，在1151运输平巷适当的位置施工行人上山、通风上山至+260m标高与1151回风平巷贯通。区段平巷采用木棚支护,梯形断面,巷道净高1.8m，上净宽1.6m，下净宽2.5m，净断面积3.69m2，棚距0.6m，杂木棍和杂木条背邦、顶。54 三、接替工作面布置接替工作面为1151回采工作面。在+240m石门见5煤处沿5煤层走向向南施工1151运输平巷至矿井边界，沿煤层伪倾斜方向施工1151开切眼至+260m标高停掘。在+260m回风石门见5煤处沿5煤层走向向南施工1151回风平巷至矿井边界与1151开切眼贯通，构成1151回采工作面负压通风系统。第五节车场、硐室、水仓一、车场各上、下车场为平车场，中部为甩车场，均为单道起坡，设重车道和空车道储车场，长30m，铺15kg/m轨道，采用三分之一弧形拱，净宽3.2m，墙高1.6m，料石砌碹支护，净断面积6.94m2。二、硐室、水仓在提升上山的上、中、下部车场设信号硐室。在各提升上山的上、下部车场设配电点硐室。在11轨道上山下部车场处设水仓和泵房、管子道。按矿井正常涌水量10m3/h计算，水仓有效容量为100m3。水仓采用三心拱型断面，净宽3.2m，墙高1.6m，料石砌碹支护，净断面积6.94m2，巷道长20m。54 第六节采煤方法一、采煤方法选择及支护矿井东翼3、5煤层倾角约70°，西翼煤层倾角约30°，本矿井范围内3煤局部可采，厚0～3.89m，平均厚度1.54m。5煤层全区可采，厚0～8.52m，平均厚度2.0m。本设计首采区为矿井东翼，煤层为倒转，5煤处于3煤之上，根据煤层赋存条件和开采技术特点，设计采用0煤法，爆破落煤，木支架控顶，全部垮落法管理顶板。（本设计以东翼为例）回采工作面采用电煤钻打眼，爆破落煤，回柱绞车回柱放顶等回采工艺。1152回采工作面斜长20～25m，平均煤厚2.0m，倾角平均为70°，回采工作面采用三、五排控顶，一梁三柱倾向木支架支护，排距0.7m，柱距0.7m，最大控顶距2.8m，最小控顶距1.4m，放顶步距1.4m。所用木材直径不小于16cm，顶梁为直径16cm的半圆木，梁长1.8m，探头0.2m。因矿方未提供煤层顶底板的力学性质和有关矿压方面的实测资料，只能按4～8倍采高估算压力。54 P=8γH=8×2.5×2.0=40.0（吨力/m2）式中：P-估算的采场上方压力（吨力/m2）；γ-采场上方岩层平均容重（t/m3）；H-采高（m）,按煤层平均厚度选取。而一根直径16cm的松木纵向抗压强度约30吨，设计支护密度为8.16根/m2，安全系数约7。设计支护密度合理。但回采工作面矿压显现是一个动态变化过程，放顶前必须在切顶线加密集支柱，切顶线以内抬楼连锁，上下安全出口及地质构造带等设木垛。作业过程中根据情况加设木垛、丛柱、戗柱、抬棚等加强支架。并进行矿压观测。二、工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型采煤工作面设一个小台阶，台阶长度10mm左右，宽度2～3m。采用“三五”排控顶方式，循环进尺1.4m，一日一个循环，工作面年推进度462m，一个回采工作面可保证矿井3万t年产量。工作面煤炭自溜至区段煤层运输平巷，区段煤层装入U－0.75m3侧翻式矿车，人力推运从平硐至地面煤仓。井下原煤运输流程如下:回采工作面→区段运输平巷→+240m底板运输大巷→平硐→地面三、矿井生产能力核定1、采煤工作面生产能力A采=l·h·L·d·K=20×2.0×（1.4×330）×1.45×0.9554 =25000(t)式中：l----工作面倾斜长度,m;h----工作面采高,m;L----工作面年推进度,m;d----煤的容重,t/m3;K----工作面回采率;2、煤巷掘进工作面生产能力掘进煤量按回采煤量的20%计算，则全矿掘进煤量A掘进=25500×20%=5100（t）3、矿井生产能力A=A回采+A掘进=25500+5100=30600（t）＞30000（t）第七节矿井通风与安全一、矿井通风系统及通风方式通风方式：矿井采用中央边界式通风方式，主平硐为进风井，风井为回风井。通风方法：抽出式通风矿井通风路线：主平硐（进风）→+240m底板运输大巷→+240m石门→1152运输平巷→1152工作面→1152回风平巷→+260m回风石门→+260m回风大巷→风井→地面。54 二、矿井风量计算该矿2005年未进行瓦斯等级鉴定，本设计参照相邻煤矿巨底冲煤矿2005年瓦斯等级鉴定结果（湘煤行[2005]233号），相对瓦斯涌出量为16.61m3/t，属高瓦斯矿井。按回采、掘进、硐室实际需要的风量总和计算矿井总风量。1、回采工作面所需风量(1)、按工作面良好气候条件所需风量-*(2)、按工作面稀释瓦斯所需风量：Q采=0.0926qch4×T×K=0.0926×16.61×91×1.45=202.95m3/min回采工作面所需风量取最大值Q采=226.8m3/min2、掘进头采用局扇压入式通风，独立通风系统，一个掘进头需要风量150m3/min，则掘进所需风量为：Q掘=3×150=450m3/min。3、其他所需风量其他巷道按50m3/min配风稀释瓦斯，Q他=50m3/min。4、矿井所需总风量Q总Q总=(Q采+Q掘+Q他)×K通=(226.8+450+50)×1.2=872.16m3/min=14.54m3/s54 5、风速校核（1）、主平硐断面积为4.97m2，风量是14.4m3/s，V=14.4/4.97=2.92m/s1m/s﹤V﹤8m/s（2）回采工作面平均控顶距断面积为4.2m2，风量为4.54m3/sV=4.54/4.2=1.08m/s0.25m/s﹤V﹤4m/s（3）风井断面积为4.1m2,风量为14.54m3/sV=14.54/4.1=3.55m/s1m/s﹤V﹤8m/s（4）按同时工作的最多人数计算矿井同时工作的最多人数为80人，所需风量为320m3/min，而本矿所配风量为872.16m3/min＞320m3/min。以上风速均符合《煤矿安全规程》要求。按最大班下井人数和吨煤供风标准校验，供风量符合要求，确定矿井总风量为14.54m3/s。回采工作面按272.16m3/min配风，掘进工作面按180m3/min配风,其他巷道按60m3/min配风。6、矿井通风阻力计算通过计算矿井前期通风最大负压为146.88Pa，通风等积孔为：A=1.19×Q/H1/2=1.19×14.54/146.881/2=1.43m254 矿井通风等积孔等于1，矿井通风难易程度属中等。（见通风负压计算表）矿井前期通风困难时期通风阻力计算表序号井巷名称支护形式阻力系数（Ns2/m4）巷道长度（m）巷道周长（m）净断面（m2）风量（m3）通风阻力（Pa）1主平硐砌碹0.005158.54.9714.541.1211轨道上山砌碹0.0052317.944.112.5420.923+130m运输石门砌碹0.0051707.944.14.542.0241157运输平巷木支0.0283507.83.694.5431.3651157回采工作面木支0.048408.24.24.544.3861157回风巷木支0.0283307.83.694.5421.557+165m石门砌碹0.005807.944.112.5429.56811通风上山砌碹0.0051907.944.112.5417.219风井砌碹0.005607.944.115.545.43小计133.53局部阻力按10%计算13.35合计146.88矿井后期通风最大负压为277.97Pa，通风等积孔为：A=1.19×Q/H1/2=1.19×11.54/277.971/2=0.82m2矿井通风等积孔小于1，矿井通风难易程度属偏困难。（见通风负压计算表）54 矿井后期通风困难时期通风阻力计算表序号井巷名称支护形式阻力系数（Ns2/m4）巷道长度（m）巷道周长（m）净断面（m2）风量（m3）通风阻力（Pa）1主平硐砌碹0.005158.54.9711.540.69211轨道上山砌碹0.0052317.944.111.5417.723+130m运输大巷砌碹0.0058807.944.111.5467.50413轨道上山砌碹0.005757.944.111.545.755+165m石门砌碹0.005607.944.111.544.661331运输平巷木支0.0283507.83.694.5431.3671331回采工作面木支0.048408.24.24.544.3881331回风平巷木支0.0284407.83.694.5439.429+165m石门砌碹0.005807.944.111.546.141013通风上山砌碹0.005757.944.111.545.7511回风上山砌碹0.005857.944.111.546.5212+240m回风大巷砌碹0.0057207.944.111.5455.2313回风上山砌碹0.005707.944.111.545.3414风井砌碹0.005307.944.111.542.3小计252.7局部阻力按10%计算25.27合计277.9754 第三章矿井主要机械设备第一节矿井提升设备一、设计依据1、矿井年产量：3万t；2、工作制度：年工作日330d，日提升时间14h；3、11轨道上山上车场标高：+238.5m，落底标高：+130m，井筒坡度：28°，井筒长度：231m；4、12轨道下山上车场标高：+240m，落底标高：+130m，井筒坡度：28°，井筒长度：234m；5、提升方式及提升容器提升方式:上、下平车场,单钩串车提升;提升容器:U-0.75m3侧翻式矿车。6、矸石产量按原煤产量的10％计算。二、11轨道提升设备选型（一）、确定一次提升量1、提升斜长：LA＝L＋LB＝231＋21＝252m式中：LB--从变坡点阻车器至尾车停车点的距离，取LB＝21m。54 2、一次提升循环时间TX＝2×（L/V平+30）＝2×（252/1.5＋30）＝396s3、一次提升量的确定a′＝Caf.A.Tx/（3600.br.t）=1.2×1.2×33000×396/（3600×330×14）＝1.13t式中:C--提升不均衡系数取C＝1.2af--提升能力富裕系数取af＝1.2A--矿井年产量A＝33000t（含10％矸石产量）br--年提升工作天数br＝330dt--日提升工作时间t＝14h4、一次串车数的确定Z＝Q′/v.r.Φ=1.13/（0.75×1.0×0.8）=1.9辆取Z＝3辆式中：V--矿车容积V＝0.75m3r--松散煤容重取r＝1.0t／m3Φ--矿车装满系数取Φ=0.8（二）、钢丝绳的计算1、钢丝绳的悬垂长度LC定井口变坡点至钢丝绳与天轮接触点长度L′=31m，则：LC＝L+L′＝231＋31＝262m54 2、每m钢丝绳重：P＝Z（G＋G0）（sinβ＋ωcosβ）／[1.1×σB／ma－Lc(sinβ+ω′cosβ)]＝3×（600＋400）×（sin28°＋0.025×cos28°）／[1.1×15500／6.5－262×（sin28°＋0.25×cos28°）]＝0.6038Kg/m式中：G--矿车载重，G＝0.75×0.8×1000＝600kgG0--矿车自重，取G＝400kgσB--钢丝绳公称抗拉强度ma--安全规程规定钢丝绳最小安全系数ma＝6.5ω--矿车运行阻力系数取ω＝0.025ω′--钢丝绳运行摩擦阻力系数取ω′＝0.25选择钢丝绳6×19－15.5－155型。每米钢丝绳重：P＝0.8457kg/m，钢丝破断拉力总和Qq＝13850kg。3、钢丝绳安全系数验算m＝Qq/[Z(G+G0)(sinβ＋ωcosβ)+PLc(sinβ+ω′cosβ)]＝13850／[3×（600＋400）×（sin28°＋0.025×cos28°）＋0.8457×262×（sin28°＋0.25×cos28°）]＝8.5>ma=6.5故选择6×19－15.5-155型钢丝绳合格。（三）、提升机的选择⑴、绞车卷筒直径选择54 根据《煤矿安全规程》第416条，安装在井上的绞车，其卷筒直径D应不小于钢丝绳直径d的80倍，安装在井下的绞车，其卷筒直径D应不小于钢丝绳直径d的60倍，在满足提升安全的条件下,按井下使用的绞车计算,则：D≧60d＝60×15.5＝930mm，选择标准直径1000mm。⑵、绞车卷筒宽度的选择根据《煤矿安全规程》第419条之规定，缠绕层数：K＝3平均缠绕直径：DP＝D+（K-1）d＝1000+（3-1）×15.5＝1031mm卷筒宽度：B＝〔LA+Ly+（3+4）лD〕（d+ε）/（KлDP）＝〔252+20+（3+4）×3.14×1.0〕（15.5+2）/（3×3.14×1.031）＝530mm选择标准宽度800mm。式中：LA—提升长度Ly—钢丝绳试验长度，取Ly＝20mε—钢丝绳在卷筒上缠绕间距，取ε＝2mm⑶、提升机的选择根据计算的绞车直径和宽度，选择JT1.0×0.8型单筒提升绞车。其主要技术参数如下：54 滚筒直径D＝1000mm滚筒宽度B＝800mm平均速度V平＝1.5m/s最大静张力Fjmax＝20KN2、最大静张力校验Fj＝Z(G+G0)(sinβ＋ωcosβ)+PLc(sinβ+ω′cosβ)=3×（600＋400）×（sin28°＋0.025×cos28°）＋0.8457×262×（sin28°＋0.25×cos28°）＝1628kg＜Fjmax＝25KN满足要求（四）、电动机容量的确定N＝K·Fj·Vmax／（102·η）＝1.1×1628×1.5／（102×0.85）＝31kw式中：K--电动机备用系数取K＝1.1η--电动机效率η＝0.85选择YR280S－8型电动机，其额定功率为37KW,额定转速为730r/min，额定电压为380V，经验算符合要求。（五）、绞车提升能力的校验实际提升能力A′＝ZGbt·3600/（C·Tx）＝3×0.6×330×14×3600/（1.2×396）＝63000（t/a）54 提升能力满足要求。富裕系数为：af＝A′/A＝63000/33000＝1.9﹥1.2故经选型计算，确定11轨道上山提升系统选用JT1.0×0.8型单筒提升绞车，其配套电动机为YR280S－8，功率37KW。配用钢丝绳为6×19-15.5-155型,绞车平均速度为1.5m/s。每次提升煤3车或矸石2车。绞车电控制采用JXP-37D成套电控系统。三、12轨道上山提升设备选型12轨道上山与11轨道上山井筒参数基本相同,不再进行计算。根据11轨道上山提升系统选型计算,确定12轨道上山提升系统选用JTB1.0×0.8型单筒防爆提升绞车，其配套电动机为YB280S－6，功率45KW。配用钢丝绳为6×19-15.5-155型,绞车平均速度为1.5m/s。每次提升煤3车或矸石2车。绞车起动采用直接起动。第二节矿井排水设备一、设计依据：1、矿井采用一级排水，矿坑涌水从+130m水平直接至主平硐(标高+238.5m)后自流出井。2、矿井在+130m水平正常涌水量10m3/h，最大涌水量15m3/h。54 3、矿井水性：中性二、排水设备选型水泵选用D80-30×4型水泵3台，其中安装2台,1台工作，1台备用，另在地面备一台检修。水泵额定流量43m3/h，额定扬程120m。水泵配套电机YB180M-2（22kw，380V）。排水管路选用Φ102×4无缝钢管，从+130m水泵房沿11轨道上山敷设两趟至主平硐排水沟，一趟工作，一趟备用。吸水管采用Φ121×4无缝钢管,每台水泵安装一路。正常涌水期间1台水泵工作，日实际排水时间5.6小时；最大涌水期间也是1台水泵工作，日实际排水时间8.4小时，满足《煤矿安全规程》和《设计规范》的要求。第三节矿井压风设备一、设计依据矿井有二个岩巷掘进头用风，使用YTP-26气腿式凿岩机二台。二、设备选型考虑压风设备及压风管路的气量、气压损失，选用2台2V-6/8空气压缩机,一台工作,一台备用。压风机配套电机为Y250M-6，功率37kw，压风机工作时，产生的气压为8Kgf/cm2，气量为6m3/min，产生的气量与气压均满足掘进工作面风动工具使用的需求。压风管路采用φ54×54 4无缝钢管，钢管之间采用管法兰连接。第四节矿井通风设备一、设计依据1、矿井所需风量：14.54m3/s2、矿井前期最大负压：146.88Pa，3、矿井后期最大负压：277.97Pa，4、矿井瓦斯等级：高瓦斯矿井。二、设备选型1、通风机风量的计算（确定选用轴流式通风机）Q＝K×QK＝1.15×14.54=16.72m3/s2、通风机风压的计算通风机必须产生的最大静压：Hjmax=hmax+Δh=277.97+180=458(Pa)式中：Δh--　通风设备阻力，一般取150－200pa，取Δh＝180pa3、预选通风机：YBK56-6-№13型轴流式通风机。4、通风机工作点的确定最大网络阻力系数Rmax=Hjmax/Q2=458/16.722=1.638则通风机在开采最大负压时期的网络特性方程式为H=RmaxQ2=1.638Q2将上述网路特性方程式按同一比例画在YBK56-6-№54 13轴流式风机的性能曲线图上，即得风机在最大负压时期工况点A。在工况点A点：QA＝16.38m/sHA=428.4paηA=71%5、功率的计算通风机轴功率的计算Nmax=HA.QA/1000ηA=428.4×16.38/(1000×0.71)=9.9kw6、电动机轴功率的计算N′dmax=Nmax/ηc=9.9/0.98=10kw电动机容量的确定Ndmax=1.2N＇dmax=1.2×10=12kw所以所选用的YBK56-6-№13型通风机，其配套电动机为YBFe200L2-6，功率为22kw，能够满足要求。附：通风机性能曲线图根据矿井所需风量和负压，通过对通风机进行选型计算，选用两台YBK56-6-№13型轴流式通风机作为主通风机，其中1台工作，1台备用。通风机配套电动机功率22kw，额定风量6～23m3/s，静压150～800Pa，在矿井最大负压时期（开采后期），将风机叶片调到36°度时，产生的风量为16.38m3/s，静压为428.4Pa，可满足矿井安全通风的要求。风机在运行过程中，应根据矿井所需风量，适时调整风机风量，使风机在工况点范围内运行。54 三、矿井反风根据YBK56-6-№13型轴流式通风机工作性能特性，该通风机可以采用通过改变风机旋转方向直接进行反风，不需设立专门的反风道。矿井每年应进行一次反风演习。54 第四章矿井供电与通讯第一节矿井供电电源矿井只有一路供电电源，来自新化县城35KV变电站，供电架空线规格LGJ-50mm2，供电距离10Km，10KV“T”接至矿，矿井自备有一台75KW柴油发电机用为备用电源已不能满足安全生产的要求，应更换成一台120kw的柴油发电机，以保证矿井安全生产。由于备用发电机中性点接地，不能直接向井下供电，因此采用一台S-80/0.4/0.4型隔离变压器,将备用发电机中性点接地隔离后,再向井下供电,保证矿井用电安全。第二节矿井地面供电矿井地面主要负荷有：11轨道上山绞车(安装在地面)、主通风机、压风机、矿木加工、机修及照明等。用电负荷在120kw左右，考虑设备同时利用系数，选用一台S9-100/10/0.4型变压器，中性点接地，专供矿井地面用电。变压器高压侧采用RW3-10跌落式熔断器控制和保护。并安装FS6-10配电式阀型避雷器一组，用于防雷电保护。变压器低压侧选用PGL254 型低压配电屏控制和保护。从低压配电屏引双回路至地面抽风机房，单回路至其它各用电设备。第三节　矿井井下供电矿井井下的主要用电负荷有：主排排水泵、12轨道上山绞车、及采、掘进工作面少量电气设备，总用电负荷在80kw左右，考虑设备同时利用系数，选用一台S9-80/10/0.4型变压器，中性点不接地，专供矿井井下用电。根据《煤矿安全规程》，选用一台S9-30/10/0.4型变压器，中性点不接地，专供井下掘进工作面局扇用电。在地面配电所安装DW80型馈电开关，并安装JY82-2型检漏继电器对井下供电进行漏电保护。下井电缆三趟，其中二趟选用U-1000，3×50+1×16型矿用橡套阻燃电缆，从地面变电所沿主平硐、11轨道上山敷设至+130m水泵房,二趟电缆，一趟工作，一趟带电备用。另一趟选用U-1000，3×25+1×10型矿用橡套阻燃电缆，作为作为局扇供电专用电缆。下井电压采用380V。在+130m水泵房安装馈电总开关及各支线馈电开关和隔爆磁力起动器，控制水泵起动和采区供电。54 井下瓦斯监控系统的电源应取自被控制开关的电源侧，防止采区电气设备因故停电而引起瓦斯监控系统停电，以保证瓦斯监控系统24小时不间断地对井下各作业点实行瓦斯监控。井下掘进工作面局扇供电，应实现风电、瓦斯电闭锁。井下所有的电气设备都必须具有“产品合格证”、“防爆合格证”和“煤矿矿用产品安全标志”。凡“三证”不齐或防爆设备失去防爆性能时，严禁在井下使用。井下127V电煤钻应使用BZZ-2.5型电煤钻综合保护装置。井下127V照明及信号电源应取自BZX-2.5型照明综合保护装置。井下所有电气设备的外壳应接地。在井下水仓中安设主接地极，在各配电点设辅助接地极，电气设备的外壳通过电缆接地芯线或接地线与主接地极构成井下总接地网，接地网上任一保护点的接地电阻不应超过2欧姆。第四节　矿井通讯矿井行政管理与生产调度共设一台HJD-80型调度总机，井下各主要硐室及采掘工作面设本安型电话分机，地面各机房、办公室设按键电话分机。矿井调度室及办公室各设一台程控电话机，供矿井与外界联系。54 第五章安全技术措施煤矿必须坚持“安全第一，预防为主”的方针组织生产，加强安全设施的装备，搞好安全培训工作，提高全体员工素质，编制好五大灾害预防及处理措施，加强安全生产现场管理，保证煤矿安全生产。一、通风管理与瓦斯监测监控1、风井井口必须安装防爆铁门，铁门规格为双叶、尺寸与风井断面积相等。砌筑直通地面的人行通道，并安设两座正反风门，保证风井正常安全出口。2、新安装的主扇在投入使用前，必须进行一次风机性能测定和试运转工作。以后至少每5年进行一次。3、扇风机房必须安装水柱计、电流表、电压表、轴承温度计，必须有电话通矿调度室。扇风机司机岗位责任制操作规程要齐全，扇风机的检查维护必须形成制度，定期检查内容要有明确规定，指定专人负责。4、选用与通风距离、风量相匹配的局部扇风机和阻燃风筒。风筒联接采用双反边，吊挂要平直，转弯用弯头。5、加强局部通风管理，掘进头局扇必须安装在距回风口10m以外的进风流中。局扇必须实行“三专两闭锁”管理，合理安排作业头，严禁串联通风，严禁一台局扇送多头现象，严禁随意停开局扇。严禁使用化纤风筒。54 局扇要有专人管理，确保运转正常。风筒出口至掘进当头的距离岩巷不大于10m，煤巷不大于5m。6、井下风门、密闭、调节风窗、风桥等通风设施必须按《煤矿安全规程》和通风质量标准要求建好并管理好。7、井下各作业地点必须有足够的新鲜风量，保证满足《煤矿安全规程》的按最多作业人员、冲淡有毒有害气体至安全浓度、创造良好的气候条件等所需风量的要求。8、各作业地点和主要回风巷必须按《煤矿安全规程》及部门有关规定配备瓦斯检查员，安装瓦斯监控系统和断电报警装置。严禁瓦斯超《煤矿安全规程》的规定作业。9、临时停工地点，不得停风；因特殊情况而突然停电、停风必须及时撤出人员，打栅栏、挂警戒牌；长时停风，必须及时密闭。10、排放瓦斯必须有专门措施，并由救护队员进行。11、井下巷道断面必须符合《煤矿安全规程》要求，回采巷道要及时维修保证净高净宽最小不小于1.8m。12、加强回采工作面上隅角的有害气体检查，及时引导风流冲淡有毒有害气体。54 13、“一通三防”管理实行矿技术负责人管理负责制。14、每年对矿井进行一次瓦斯等级鉴定并报上级部门审批和备案。15、坚持瓦斯检查“三对口”制度，每个采、掘工作面必须配备专职瓦斯检查员，随时检查瓦斯。当发现有瓦斯超限时，瓦斯检查员必须立即停止工作面作业，撤出人员，并报告矿调度室。严禁空班漏检，严禁瓦斯超限作业，杜绝微风作业。16、每组风门要有两道正反风门，防止风流短路。17、必须严格按《煤矿安全规程》要求每头、每面安装甲烷传感器，并定期校正和维修。回采工作面甲烷传感器分别安装在风巷距上出口小于10m处，及距回风口10∽15m处，共安装2个甲烷传感器。掘进头甲烷传感器分别安装在距当头小于5m处及距回风巷口10∽15m处，即每个掘进头共安装2个甲烷传感器。矿井装备KJ-75安全监控系统。（详见安全专篇设计）18、矿井采用机械抽出式通风，建立通风机房，安装好水柱计、电流表、电压表等仪表及直通矿调度室的电话。风井按要求安装两台同等能力的主要通风机，并安装反向开关，利用轴流式风机自身反风性能，要求在10min内改变巷道中风流方向，并保证供风量不小于正常供风量的40％。54 19、出风井与风硐的交叉点到防爆门的距离，比该点到主要通风机吸风口的距离至少要短10m。20、当巷道贯通后，必须立即砌筑通风设施，调整风流方向，只有当风流稳定正常后，方可恢复该区域的生产。21、定期检测矿井风量，每10天进行1次全面测风，将测风结果记录，并写在测风地点的记录牌上。实行以风定产，严禁超通风能力生产。二、防灭火和防尘管理1、矿井必须在地面建立消防水池，井下安装消防管路。2、地面、井下各机房、硐室必须配备一定数量的消防器材。3、主井井口及通风机房附近20m范围内严禁烟火。4、严禁在井下吸烟和拆卸矿灯，井下电焊和气焊必须严格按《煤矿安全规程》要求进行。5、严禁用明火或明电放炮，严禁使用变质炸药和放糊炮。6、回采工作面：采用湿式打眼，使用水炮泥，在工作面下出口、风巷及机巷各装载处设防尘管路和防尘喷雾装置，在扒煤及运煤时洒水降尘，及作业人员配戴好防尘口罩等综合防尘措施。7、掘进工作面：作业头采用湿式钻眼、水炮泥封孔，爆破后喷雾洒水，装岩洒水，冲洗岩帮及加强通风排尘和作业人员配戴好防尘口罩等综合防尘措施。54 8、对各煤斗、运输大巷、回风巷、总回风巷等易积存煤尘处，每周进行一次全面扫尘和冲洗。9、合理配备各采掘作业地点的风量，合理建立通风设施，尽量减少向采空区漏风。三、防治水管理1、对矿区及附近的地表河溪、池塘等水体的水位变化和渗漏情况要定期观测，发现问题，及时采取措施。2、对开采所引起的塌陷区，要及时用粘土回填。防止地表水渗入井下。3、严禁将矸石、炉灰、垃圾等杂物堆放在山洪、河流可能冲刷到的地段阻碍河流畅通。4、浅部采掘及接近含水层和断层等水害可疑区必须严格执行“有疑必探，先探后掘”的方针。采掘过程中必须严格探放水措施，探放水设备选用QKD-50型。四、顶板管理1、选择合理的支护形式和支护材料,严格工程质量检查和验收制度。2、采掘工作面必须及时支护，严禁空顶作业，严格敲帮问顶制度。3、回柱必须用机械，严禁锤打斧砍回柱，严禁放顶与采煤平行作业，回柱放顶时必须专人观察顶板。54 4、回柱放顶必须由里向外、由下往上逐架进行。放顶前后方必须先加固,确保退路安全、畅通。5、回柱绞车在回柱过程中,绞车钢丝绳运行区段内不得有人,以免断绳时弹伤人。6、巷道交叉处及地质构造带等压力大的地点要加强支护，抬好双边楼。7、独头巷维修前，必须将维修点以内人员撤出，严禁前掘后修，严禁两处及以上同时维修。8、贯通巷道必须先加固好贯通地点支护,在两巷相距20m时,只准一头作业,并保证正常通风。9、区段平巷20m范围内抬好边楼，10m范围内抬好双边楼。并保证净高和净宽的要求。10、回采工作面初次放顶和收尾必须编制专门措施，并严格执行。五、机电、运输、通讯管理1、提升绞车按规定设“一坡三挡”，坚持使用阻车器、捞车器和防跑车挡。2、加强斜巷提升钢丝绳管理制度，按规定要求定期检查，对不合安全要求的要及时更换。认真检查串车连接装置，避免断绳、脱钩等跑车事故的发生。3、规范斜巷提升制度，保证提升信号畅通、准确、真正做到提升不行人，行人不提升。严禁矿车乘人，严禁超载提升和放飞车。4、平巷人力推车必须遵守《煤矿安全规程》有关规定。54 5、定期检查和维护好矿井供电系统“三大保护”装置。6、井下严禁使用非防爆电器设备和非矿用阻燃电缆。7、电气设备实行挂牌管理、责任到人。电缆悬挂整齐，严禁出现羊尾巴、鸡爪子、明接头现象。8、煤电钻必须使用综合保护装置。严禁带电检修和搬迁电气设备。9、井下使用的电气设备必须“三证”齐全，防爆电气设备失去防爆性能时，严禁使用。10、127V手持电钻，采用BZ80-2.5矿用隔爆型电钻综合保护装进行供电控制和保护，井下照明电压采用127V，采用BZX型矿用隔爆照明综合保护变压器供电。11、敷设机械提升斜井的电缆，要有可靠保护装置防止放飞车损坏电缆。12、加强职工安全技术培训，提高职工技术水平。六、安全技术管理和现场管理1、矿井必须每年组织一次瓦斯等级鉴定工作和反风演习。2、矿井煤层需做一次煤尘爆炸性鉴定和煤层自燃发火倾向鉴定。3、矿井生产严格按《煤矿安全规程》要求组织和安排，及时编制符合实际的作业规程，做到先有措施后有施工，一个措施一个作业头。54 4、遇到地质变化带（断层、褶曲）或工作面初次放顶、收尾或其它情况必须及时编制安全技术措施。5、矿井生产管理人员必须经常深入生产一线，发现问题及时处理，制止“三违”现象。对事故的处理必须按“四不放过”原则处理。6、坚持每月安全大检查和工程质量检查制度。7、矿井必须编制专门的灾害处理计划并由矿长组织实施，矿井与附近专业矿山救护队签订救护协议。8、必须建立和健全各工种岗位的安全生产责任制和管理人员的安全分工负责制。9、矿井所有人员必须按《煤矿安全规程》要求进行培训，且考试合格才允许上岗。10、斜巷施工过程中每隔20m～40m设置躲避硐，其规格为2m×2m×2m（长×宽×高）。11、其它未述严格按《煤矿安全规程》、《煤矿安全生产基本条件规定》和《作业规程》执行。54 第七章工业卫生及环境保护第一节工业卫生为了保证矿井有良好的工业环境，减少采掘工作面的粉尘污染，确保井下职工的身心健康，设计在井下设置洒水除尘管网，在回采工作面、煤巷掘进头、运输机转载点、采区装车站等产生粉尘的地点均设置喷雾洒水装置，以降低风流中的粉尘。在井筒、运输大巷及总回风大巷中铺设洒水主管，每隔100m设三通及闸阀，以便定期清洗巷道。第二节环境保护一、矸石处理矿井生产中产生的矸石主要成份是测水组煤系地层的砂质泥岩、泥岩、细砂岩等，矸石中不含有毒有害物质。建井期间的矸石用于平整工业广场，也可用于场外公路的修筑，后期生产中的矸石堆放在工业广场区西北侧小山坡。矸石堆放对地表植被有一定破坏作用，矿井要在工业广场区和矸石堆放场进行植被绿化，最大限度减少对地表植被的破坏，尽可能恢复地表植被。一、井下水排放54 裂隙水是井下涌水的主要来源。井下水质呈中性，但由于受大气降水后在地表等冲刷的影响，所含悬浮物较多，悬浮物的主要成份为黄泥细小颗粒。降低悬浮物后可做为矿井生产用水，也可用于灌溉农田或沿小溪沟自然排弃，对地表水体污染较小。一、工业噪声场区主要噪声源是风井主扇及压风机工作噪声，但主扇功率较小，压风机已配有消音装置，所产生的噪声基本不会超标。工业场区附近居民稀少，噪声污染对环境影响较少。四、环境影响综合分析工业广场区位于煤层顶部的灰岩层上，地表表现为低山丘陵地貌，基岩多为第四系红土覆盖，现有植被稀少。项目建设后，井下矸石、废水的排弃、地面建设工程的展开，原煤储存及场外运输等，肯定对周边环境会有一定影响，但如前述，影响较小。矿井煤层开采后会对地表产生采动影响。在倾向上主要表现为对煤层顶板煤系地层产生地表移动，因此，在因采动影响可能导至地表移动变形区域内的重要地面建筑，应留设保安煤柱。矿井开采后，随着地面生产活动的开展，原煤装卸、场区公路运输等必将增加区内大气粉尘含量。矿井在生产区煤坪等产生粉尘的地点要设洒水防尘装置，场区及场外道路要进行硬化、绿化，以尽量降低粉尘污染。54 总之，兴华煤矿的建设和生产，虽然井下废水、矸石及粉尘对周围环境有一定污染，开采引起的地表移动和岩溶塌陷对地面设施有一定的破坏作用，但只要加强井下水处理，绿化环境，完善粉尘防治设施，及时治理地表岩溶塌陷，重要设施注意留设保安煤柱，就能把对环境的影响破坏降到最低程度。工程建设对环境造成的负面影响较小。54 第八章技术经济指标第一节劳动定员及劳动生产率一、编制劳动定员的依据根据1992年原能源部颁发的《煤炭工业小型煤矿设计规范》进行编制各类人员比例：矿井设计生产能力3万t/年，年工作日330天，每天三班作业，净提升时间14小时，矿井平均日产源煤91t。二、劳动定员1、原煤生产出勤人数：91÷1=91(人)其中:井下工人:91×85%=78(人)地面工人:13人2、井下工人在籍人数：78×1.2=94(人)地面工人在籍人数:13×1.1=15(人)3、管理人员（94+15）×5%=6（人）4、矿井合计人数：94+15+6=115（人）54 全矿人员分工种表顺序人员类别出勤人数在籍人数备注一班二班三班合计1井下工人2828227894其中：采煤101062632掘进1212123640运输工22267绞车司机22267瓦斯检查工11134井下电钳工111342地面工人1315翻煤（矸）运输工22267火工产品管理员22材料发放员22服务人员111343管理人员222664全矿合计97115三、劳动生产率回采工效：91÷26=3.5t/工，全员效率：91÷97=0.94t/工。54 第二节主要工程量及建井工期兴华煤矿技术改造设计投产总井巷工程量2376m，其中:岩巷工程1976m，煤巷工程400m（不计投资），预计投产建设工期12个月。第三节投资估算矿井技术改造总投资291.62万元，其中井巷工程投资184.05万元，机电设备购置及安装费用75.18万元，防尘工程设施及装备4.29万元，防火工程设施及装备0.3万元，安全设施工程费用17.80万元，其他10.0万元。其具体数据见投资估算表。投资估算表序号工程或项目名称技术特征单位数量单价（元）总价万元备注一井巷工程1主平硐S=5.6m2m159001.35211轨道上山S=4.1m2m231100023.13+130m运输大巷及石门S=4.1m2m18090016.2411通风上山S=4.1m2m220100022.05回风上山S=4.1m2m7010007.06+240m运输巷S=4.1m2m34090030.654 7+260m回风巷S=4.1m2m26090023.48风井S=4.1m2m409003.69+200m运输石门S=4.1m2m20090018.010+200m回风石门S=4.1m2m1009009.011+165m运输石门S=4.1m2m16090014.412+165m回风石门S=4.1m2m609005.413水仓、泵房及变电所等m100100010.014行人上山等S=4.0m2m60以煤养巷151152运输平巷S=3.69m2m160161152开切眼S=4.0m2m20171152回风平巷S=3.69m2m160小计2376184.05二主要设备及安装1绞车及安装JT1.0×0.8台1520005.22绞车及安装JTB1.0×0.8台1580005.83压风机及安装2V-6/8台2220004.44主扇及安装YBK56-6-№13台2320006.45变压器及安装S9-100/10/0.4台1210002.16变压器及安装S9-80/10/0.4台1180001.87隔离变压器及安装S-80/0.4/0.4台1160001.68变压器及安装S9-30/10/0.4台180000.89柴油发电机120KW台118600018.654 10水泵及安装D80-30×4台3186005.5811低压配电屏PGL2台360001.812电煤钻综保BZZ-2.5台228000.5613照明综保BZX-2.5台128000.2814检漏继电器JY82-2台218000.3615局扇JBT51-25.5KW台360001.816回柱绞车JH-8台150000.517防爆开关台2022004.418矿车U-0.75m3台3024007.219程控调度交换机台1100001.020其它5.0小计75.18三安全装备1供电系统“三大保护”装置套1200002.02安全监控系统KJ-75套110000010.03甲烷报警断电仪台2100002.04一坡三挡套240000.85探水钻机QKD-50套1180001．86自救器AZG-40台602001．2小计17.8四防尘设施及装备54 1防尘及消防水池200m3个1200002.02防尘管路Dg50m700151.053防尘支管Dg20m80070.564阀门Dg50×10个8500.045阀门Dg20×10个15200.036法兰50个160100.167法兰20个20050.108管路制做加工安装0.35小计4.29五防火设施及装备1消防管路共用防尘系统设施2消防器材库及材料0.3小计0.3六其他10000010.0合计291.6254'