台城煤矿兼并重组整合项目初步设计报告

'台城煤矿兼并重组整合项目初步设计报告台城煤矿兼并重组整合项目初步设计报告 台城煤矿兼并重组整合项目初步设计报告目录前言1第一章井田自然概况及资源整合前各矿现状6第一节井田自然概况6第二节兼并重组整合前各矿现状7第二章整合的条件9第一节资源条件9第二节外部条件22第三节兼并重组整合条件综合评价23第三章井田开拓25第一节兼并重组整合前各矿开拓开采现状25第二节井田境界及资源/储量25第三节矿井设计生产能力及服务年限30第四节井田开拓31第五节井筒35第六节井底车场及硐室37 台城煤矿兼并重组整合项目初步设计报告第四章大巷运输及设备40第一节运输方式的选择40第二节矿车41第三节运输设备选型42第三节运输设备选型42第五章采区布置及装备53第一节采煤方法53第二节采区布置63第三节巷道掘进65第六章通风和安全68第一节矿井通风条件概述68第二节矿井通风69第三节灾害预防及安全装备75第七章提升、通风、排水和压缩空气设备99第一节提升设备99第二节通风设备111第三节排水设备113第四节压缩空气设备120第八章地面生产系统123第一节煤质及其用途123 台城煤矿兼并重组整合项目初步设计报告第二节煤的加工126第三节生产系统126第四节辅助设施129第九章地面运输130第一节概况130第二节场外公路130第十章总平面布置及防洪排涝132第一节概况132第二节平面布置133第三节竖向设计及场内排水136第四节场内运输137第五节矿井其它工业场地布置138第六节管线综合布置139第七节防洪排涝139第十一章电气141第一节供电电源141第二节电力负荷141第三节送变电142第四节地面供电146第五节井下供配电148第六节监控与计算机管理系统151 台城煤矿兼并重组整合项目初步设计报告第七节通信系统155第十二章地面建筑158第一节设计原始资料和建筑材料158第二节工业建筑物和构筑物160第三节行政、生活福利建筑162第四节居住区164第十三章给水排水165第一节给水165第二节　排水168第三节室内给排水170第四节消防及洒水171第十四章采暖、通风及供热173第一节采暖、通风及供热173第二节　井筒防冻174第三节锅炉房设备175第四节室外热力网176第十五章环境保护与水土保持177第一节　概述177第二节　环境保护与水土保持执行标准178第三节项目建设和生产对环境影响180第四节　环境保护与水土保持措施185 台城煤矿兼并重组整合项目初步设计报告第五节　地表塌陷治理191第六节　机构设置及环境保护投资192第七节环境影响评价193第十六章职业安全卫生194第一节概述194第二节建筑及场地布置194第三节职业危害因素分析196第四节主要防范措施198第五节机构设置204第六节预期效果及评价205第七节存在问题及建议205第十七章节能、减排206第一节概述206第二节用能规范和节能标准206第三节本矿井资源利用条件207第四节项目能源消耗种类、数量及能源使用分布情况208第五节项目能耗指标计算和能耗分析208第六节项目节能措施及效果分析211第十八章建井工期217第一节建井工期217第二节产量递增计划219 台城煤矿兼并重组整合项目初步设计报告第十九章技术经济220第一节劳动定员及劳动生产率220第二节建设项目资金概算220第三节原煤生产成本224第四节技术经济分析与评价225第五节矿井设计主要技术经济指标228附录：1.《**华润煤业有限公司台城煤矿兼并重组整合项目初步设计》设计委托书。2.采矿许可证、矿长资格证和安全培训证。3.古交市国土资源局（古国土资字〔2002〕147号文《关于对台城煤矿主、副井筒借道的批复》4.古交市国土资源局（古国土资字〔2007〕101号文《关于对台城煤矿工业广场互保的批复》5.太原市煤炭工业局并煤行发〔2007〕319号“关于古交市台城煤焦有限公司资源整合地质报告的批复”及评审意见书。6太原市煤炭工业局并煤规发【2008】253号文“关于古交市台城煤焦有限公司资源整合开工建设的批复”。7．**省工商行政管理局（晋）名称预核内【2009】第008065号《企业名称预先核准通知书》。8.**省煤炭工业局晋煤安发【2006】12号文“关于太原市2005年254对煤矿矿井瓦斯等级鉴定结果的批复”。9．**省煤炭工业局综合测试中心煤样检验报告。10.井下采（古）空区积水、积气及火区调查报告。11.供电协议、救护协议、工业场地占地证明、取水协议。 台城煤矿兼并重组整合项目初步设计报告12.村庄搬迁协议（中山领村）。13.承诺书。附件：1．概算书；2．主要机电设备和器材目录。 台城煤矿兼并重组整合项目初步设计报告前言一、**华润煤业有限公司台城煤矿兼并重组整合的核准文件，参与兼并重组整合各煤业有限公司矿井名称及隶属关系，兼并重组整合后煤业有限公司矿名及隶属关系。根据**省煤矿企业兼并重组整合工作领导组以晋煤重组办发[2009]79号文“关于太原市古交市煤矿企业兼并重组整合方案（部分）的批复”，原古交市台城煤焦有限公司为单独保留矿井，单保后矿井名称依据**华润煤业有限公司《关于兼并重组煤矿企业名称核准的报告》变更为**华润煤业有限公司台城煤矿。2009年12月2日由**省国土资源厅颁发C1400002009121220047761号采矿许可证，批准开采2、3、4、8、9号煤层，矿井批准建设规模为45万t/a，井田面积1.174km2，整合后矿井规模净增15万t/a。受业主委托，由我公司编制《**华润煤业有限公司台城煤矿兼并重组整合项目初步设计》。二、编制矿井资源整合设计的依据1.《**华润煤业有限公司台城煤矿兼并重组整合项目初步设计》设计委托书。2.**省煤矿企业兼并重组整合工作领导组以晋煤重组办发[2009]79号文“关于太原市古交市煤矿企业兼并重组整合方案（部分）的批复”。3.**省人民政府文件晋政发[2008]23号文《**省人民政府关于加快推进煤矿企业兼并重组的实施意见》；4.**省人民政府办公厅文件晋政办发[2008]83号文《**省人民政府办公厅转发省国土地资源厅关于煤矿企业兼并重组所涉外资源采矿权价款处置办法和通知》；5.**省人民政府办公厅文件晋政办函[2008]168号文关于印发《**省煤矿企业兼并重组流程图》的通知；6.**省人民政府文件晋政发[2009]10号文《**省人民政府关于进一步加快推进煤矿企业兼并重组整合有关问题的通知》； 台城煤矿兼并重组整合项目初步设计报告7.**省人民政府办公厅文件晋政办发[2009]100号文《**省人民政府办公厅关于集中办理兼并重组整合煤矿证照变更手续和简化项目审批程序有关问题的通知》；16.太原市煤炭工业局并煤规发【2008】253号文“关于古交市台城煤焦有限公司资源整合开工建设的批复”。17.**煤炭地质公司2007年5月提交的《**省古交市台城煤焦有限公司资源整合矿井地质报告》及批复和评审意见。18．**省工商行政管理局（晋）名称预核内【2009】第008065号《企业名称预先核准通知书》。19.**省煤炭工业局晋煤安发【2006】12号文“关于太原市2005年254对煤矿矿井瓦斯等级鉴定结果的批复”。20．**省煤炭工业局综合测试中心煤样检验报告。21.采矿许可证、矿长资格证和安全培训证。22.供电协议、救护协议、工业场地占地证明、取水协议。25中华人民共和国建设部和中华人民共和国国家质量监督检验检疫总局2005年制定的《煤炭工业矿井设计规范》(GB50215-2005)；26.国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局颁发的《煤矿安全规程》(2010年版)；27.现场调研资料及矿方提供的已有设施设备资料；28．编制该项目所遵循的煤炭工业的法律、法规有：《中华人民共和国煤炭法》、《中华人民共和国安全生产法》、《中华人民共国矿山安全法》、《煤矿安全规程》、《煤矿建设项目安全设施规定》等。29．编制该项目所执行的煤炭工业规范、规定有：《煤炭工业矿井设计规定 台城煤矿兼并重组整合项目初步设计报告》、《矿井电力设计规范》、《煤矿井下粉尘防治规范》、《矿井防灭火规范》、《煤矿救护规定》、《煤矿通风安全监测装置使用规定》、《煤矿反风规定》、《煤矿安全通风装备标准》、《建筑物、水体、铁路及主要巷道煤柱留设与带压开采规程》等及AQ标准。三、设计的指导思想1.本着“少投入、多产出、少做岩巷、多做煤巷、早出煤、高效益”的设计原则，尽量提高矿井机械化装备水平。2.坚持一切从实际出发，实事求是，合理布置以采、掘、运为中心的各主要生产环节，力求系统简单，运行安全可靠。3.学习和借鉴国内外煤矿设计和生产的先进经验，贯彻改革精神，采用新设备、应用新工艺，提高采掘机械化水平、工作面单产，实现集中生产。4.加强环境保护，积极开展“三废”治理，减少污染，变废为宝。对工业废水、生活污水、锅炉烟气进行处理，达标后排放。四、兼并重组整合设计的特点1.主斜井、副斜井、回风斜井、并联回风暗斜井布局标准化，主斜井净宽2.8m，装备带式输送机，担负全矿井的提煤任务，兼作进风井和安全出口。副斜井净宽4.0m，装备单钩串车和可摘挂架空乘人器，担负全矿井的提矸、材料设备下放以及人员上下等辅助提升任务，兼作进风井及安全出口。回风斜井（前段）净宽3.5m，后段与并联回风暗斜井并联回风，井筒内设台阶扶手，担负矿井回风任务兼作安全出口。矿井共布置4个井筒，各司其职，功能明确，管理方便，形成矿井标准化开拓方式。2.生产相对集中化，矿井以1个综采工作面、2个综掘工作面进行机械化开采，形成一井一面集中生产，为矿井提高产量、提高效率、稳定生产创造条件。3.开拓系统简洁化，矿井布置主斜井、副斜井、回风斜井和并联回风暗斜井，开拓巷道布置胶带大巷、轨道 台城煤矿兼并重组整合项目初步设计报告大巷、回风大巷，运输系统、通风系统均清晰明确，为矿井安全生产管理创造了条件。充分利用已有工程，尽量减少工程量，缩短建井工期。4.井下煤流运输连续化，胶带大巷装备了带式输送机，实现煤流运输连续化，用人少、效率高，为稳产、高产，持续生产创造了条件。5.井下辅助运输连续化，井下轨道大巷采用调度绞车牵引车接力运输方式，能适应巷道坡度的起伏变化，实现矿井辅助运输连续化，单一化。6.通风系统畅通化，矿井采用中央分列式通风方式，设置了完善通风系统构筑物，井下各用风地点风量分配、风速均符合《煤矿安全规程》的要求，反风措施齐全，避灾路线明确，主通风机、局部通风机均为高效节能风机，并采用KJ78N监测监控系统，实现安全生产信息化管理，为安全生产创造条件。7.地面布置简单实用化，贯彻改革精神，改变矿井“大而全，企业办社会”的复杂局面，简化地面布置，只保留煤炭加工，储存、装车、外运等必要设施和矿井生产必须的辅助附属、行政福利设施。8.职卫、环保及节能设计文明化，认真贯彻《煤矿安全规程》，执行环保和节能的法令法规，实现人与自然的和谐发展，使矿井成为资源节约型、环境友好型、人文和谐型的标准化企业。五、设计的主要技术经济指标1．设计生产能力：45万t/a；2．矿井移交和达到设计生产能力时，新增井巷工程总长度4492m，掘进总体积45802.18m3(其中硐室体积2892m3)，万吨掘进率为100m（64m3）/万吨；3．工业建筑物与构筑物总体积：14471m3（其中新建：11560.24m3，利用已有建构物体积：2910.76m3，矿井生产系统皮带走廊长度：90m）。4．行政、公共建筑物总面积：5419m2（原有966m2，新建4453m2）。5．矿井在籍人数：336人； 台城煤矿兼并重组整合项目初步设计报告6．原煤生产效率：6t/工；7．本项目建设总资金为19523.52万元。其中：井巷工程投资为3381.09万元，土建工程投资为2694.19万元，设备及工器具购置投资为7094.07万元，安装工程投资为2102.68万元，工程建设其他费用投资为2102.65万元，基本预备费投资为1209.93万元，建设期间投资贷款利息为384.50万元，铺底流动资金644.40万元。8．吨煤投资为433.86元.9．建设工期：14.9个月；10．原煤生产成本：227.75元；11．动态投资回收期：2.61a。六、存在的主要问题及建议1．在今后工作过程中应注意断层、隐伏构造的导水导气和采空区积水、积气，做到“预测预报、有掘必探，先探后掘、先治后采”，以免发生意外事故。2.因井田可采储量少，建议矿方与西岩村签订搬迁协议，增加矿井服务年限。3.本矿井8、9号煤层未能达到勘探程度，建议尽快补作兼并重组整合矿井地质报告，为合理开发8、9号煤层提供可靠地质依据。4.建议矿方尽快补作矿井瓦斯预测报告，为矿井建设和生产提供瓦斯依据。5．建议加强生产矿井地质工作，全面搜集井下资料，及时建立有关台帐、卡片，进行综合编录，根据地质规律预测回采工作面开采条件，为安全开采提供技术依据。 第一章井田自然概况及资源整合前各矿现状第一节井田自然概况一、交通位置**华润煤业有限公司台城煤矿井田位于古交市镇城底镇台盘村南，行政区划隶属古交市镇城底镇管辖，其井田地理坐标为：东经111°59′54″～112°08′56″；北纬37°54′01″～37°54′53″。井田距太佳公路约1.5km，距镇城底铁路专用线约6km，与太佳公路之间有简易公路相连，交通较为便利。(详见交通位置图图1-1-1)。二、地形地貌井田位于吕梁脉东翼，属中低山区，沟谷纵横，切割剧烈，沟谷两侧基岩裸露，山顶多为黄土覆盖；井田地势总体为西南高，东北低，最高点位于井田西南部山脊，标高为1378.7m，最低点位于井田东北部沟谷中，标高为1186.2m，相对高差192.5m。三、河流水系本区属黄河流域汾河水系。井田内无大的河流和地表积水，井田内沟谷纵横、冲沟发育，各大小沟谷平时干涸无水，只在雨季时才汇集洪水沿沟排泄，区域内较大河流有屯兰河及原平河，两河均由南西流向北东，经屯兰勘探区后注入汾河。四、气象及地震情况本区属大陆性半干旱气候,具有四季分明，昼夜温差大,冬季长而寒冷,春季干旱多风,夏季短而炎热,秋季凉爽多雨的北方气候特点。年平均气温9－11℃，一般7月份气温最高，1月份气温最低，历年最高气温37.2℃，最低气温－22.4℃。年降雨量多集中在7、8、9三个月,年平均降水量426.1mm，年平均蒸发量1480.9mm,年平均蒸发量为降水量的3－4倍，年无霜期一般189天左右，霜冻期为11月至次年3月份,最大冻土深度860mm。全年主导风向为西北风（冬季）和东南风（夏季），平均风速2.1m/s，最大风速16m/s,风力一般为3-4级，最大可达8级。 本区地处新华夏系构造盆地边缘，系地震多发地带，据GB50011-2001《建筑抗震设计规范》，抗震设防烈度7°设计基本地震力速度值为0.15g。第二节兼并重组整合前各矿现状一、兼并重组整合前各矿现状**华润煤业有限公司台城煤矿为单独保留矿，单独保留前名称为古交市台城煤焦有限公司，井田面积1.1740km2，批采2、3、4、8、9号煤层，矿井设计生产能力30万t/a。该矿是依据**省煤炭资源整合和有偿使用工作领导组办公室以晋煤整合办字[2006]30号文，批复和核准了（《古交市煤炭资源整合和有偿使用工作方案》的核准意见），由原古交市台城煤焦有限公司和**得福泰矿产有限公司义中煤矿于2006年进行资源整合而成。原古交市台城煤焦有限公司始建于1995年，1997年投产，工业场地位于井田北部，采用一对斜井开拓，井下采用短壁式采煤方法，放炮落煤，木支柱支护，绞车提升，平车、矿车运输，通风方式为中央并列式负压通风。井筒特征见表1－2－1。表1－2－1原古交市台城煤焦有限公司井筒特征表井筒类型坐标方位(º)坡度(º)长度或深度（m）XYH主斜井4198570.7319588586.841192.38付斜井4198492.1819588604.831195.422006年资源整合后，该矿于2007年十月委托“煤炭工业合肥设计研究院”编制了《古交市台城煤焦有限公司资源整合设计》，经太原市煤炭工业局批复，其配套的安全专篇经**煤矿安全监察局太原监察分局予以批复，太原市煤炭工业局并煤规发【2008】253号文批准该矿开工建设。根据该设计，矿井采用斜井开拓方式，工业场地选择在井田中部新工业场地内，利用了该场地内原佛罗汉煤矿的一条旧井筒作为回风斜井，并新掘了一条主斜井（混合提升），截止到目前为止，该矿按原批复的设计尚未形成系统，井下4号煤层利用原有的两条井筒掘进了部分不规则巷道，新工业场地内两条井筒技术特征如下：表1－2－2**华润煤业有限公司台城煤矿井筒特征表 井筒类型坐标方位(º)倾角(º)备注XYH回风斜井4197978.00019588430.0001233.5323023原佛罗汉煤矿主斜井4198010.75619588483.7281237.41829522新掘二、能利用的井巷工程及设备兼并重组整合后能利用的井巷断面特征表见表1-2-3。表1-2-3能利用的井巷断面特征表矿井名称井巷名称断面形状支护形式净宽(m)净断面(m2)掘进断面(m2)备注古交市台城煤焦有限公司回风斜井（新）半圆拱料石砌碹2.87.610.85作主斜井主斜井（新）半圆拱钢筋砼/锚喷4.010.515.67/12.21作副斜井主斜井（旧）半圆拱料石砌碹2.04.67.28前段刷大后段并联回风副斜井（旧）半圆拱料石砌碹2.04.67.28并联回风整合前该矿处于基建状态，井下无采掘设备，本次设计全部新选。 第二章整合的条件第一节资源条件一、井田地质勘探程度及地质报告批准文号该井田位于西山煤田古交市矿区马兰精查区西北部边缘，1957年开始普查，其后直接进行精查勘探，**省煤田地质勘探二队（148队）1959年提出了西沟、营立两个精查勘探地质报告，由于工程密度小，质量低劣，1962年复审评为不合格。1966-1967年将上述两区和木莲坡勘探区合并为马兰勘探区重新进行精查勘探，1978年又进行了补充勘探，并提交了《马兰勘探区精查地质报告》，同年12月21日**省煤管局以第782号决议予以批准。勘探阶段共在本井田及附近施工了25、533、531号钻孔，以上钻孔被本次资源整合矿井地质报告编制所利用。2000年10月**省地矿局区域地质调查队为该矿编制了《**得福泰矿产有限公司义中煤矿矿区地质报告》。2004年11月**省煤炭地质公司提交了《古交市台城煤焦有限公司矿产资源储量检测年度报告》和《**得福泰矿产有限公司义中煤矿矿产资源储量检测年度报告》。2007年2月**地科勘察有限公司编制了《**省西山煤田古交市台城煤焦有限公司煤矿储量核查地质报告》（供资源整合用）。2007年5月，**煤炭地质公司提交了《**省古交市台城煤焦有限公司资源整合矿井地质报告》，太原市煤炭工业局以并煤行发〔2007〕319号文予以批复，地质勘查程度已达到勘探阶段要求。因本次兼并重组整合前该矿一直处于基建状态，且属于单独保留矿井，故该报告可以作为兼并重组整合报告使用。二、地层、构造1.井田地层 井田内地层由老到新发育有奥陶系中统峰峰组(O2f),石炭系中统本溪组(C2b)、上统太原组(C3t)、二叠系下统**组(P1s)、下统下石盒子组(P1x)、上统上石盒子组(P2s)、上第三系上新统(N2)、第四系中上更新统(Q2+3)。现简述如下：（1）奥陶系中统峰峰组（O2f）为煤系地层基底，全层厚度约120m以上，岩性一般以深灰色厚层状致密石灰岩为主，其次有角砾泥灰岩、白云质灰岩、泥岩，中上部局部有一石膏层，地层中裂隙多为方解石脉充填。（2）石炭系中统本溪组(C2b)平行不整合于峰峰组之上，厚12.53-36.30m，平均26.36m，为海陆交互相，底部为**式铁矿及铝土矿，其上为灰色砂质泥岩、砂岩，其中含不稳定灰岩1-3层，厚度多在1m以下，局部有不稳定薄煤层。（3）石炭系上统太原组(C3t)与下伏本溪组整合接触，是本区主要含煤地层之一，全层厚85.50-136.48m，平均118.50m，为海陆交互相沉积，岩性主要由灰黑色泥岩、灰岩、薄层砂岩及煤层组成，沉积稳定，标志层明显，含煤4-6层，按岩性组合特征可分三部分：1）K1砂岩底部至L1(庙沟灰岩)灰岩底：底部K1砂岩(晋祠砂岩)为灰白色中厚层状中粗粒石英砂岩，一般底部多含砾，风化后呈褐红色，特征明显，为良好的标志层，厚度一般在4.0m左右。其上主要为灰黑色砂质泥岩、泥岩组成，偶夹薄层灰岩透镜体，含8、9、10号煤层，上部8、9号煤层可采，本段地层厚度一般在65.00m左右。2）中部灰岩带：为L1灰岩至L4（斜道灰岩）灰岩顶的一段地层，岩性以灰黑色砂质泥岩夹三层灰岩(L1、K2、L4)为特征，含7号煤层。底部L1灰岩常为8号煤层直接顶板，厚2.80m左右，其上为K2灰岩，K2灰岩一般为2分层结构，厚5.60m左右，为区内最主要标志层，L4灰岩厚度一般在3.37m左右，为7号煤层直接顶板。本段地层沉积稳定，厚度变化不大，约40m，灰岩内盛产海相动物化石。3）L4顶至K3砂岩底：岩性以灰色砂岩、砂质泥岩及煤层组成，含煤一层(6号)，均为不可采煤层；全厚13.00m左右。底部一般为中细粒石英砂岩。厚度一般在12.0m左右。 （4）二叠系下统**组(P1s)与下伏太原组整合接触，是本区又一主要含煤地层，厚37.10-62.80m，平均厚42.50m左右，岩性主要由灰黑色砂岩、砂质泥岩、泥岩及煤层组成，含煤5-7层，其中2、3、4号为可采煤层，其厚度与岩相变化较大，岩性常变为薄层砂岩与砂质泥岩互层。（5）二叠系下统下石盒子组(P1x)与**组地层整合接触，全厚60.82-104.93m，平均81.50m，属陆相沉积，按岩性特征可分为两段：1）下段主要为灰色、黄绿色泥岩、砂质泥岩、砂岩互层，有时含4-5层极不稳定的薄煤线。底部以灰白色中粒K4砂岩与**组分界，K4砂岩成分以石英、长石为主，风化后明显的氧化铁圈，底部常含小砾，厚7.6m左右。本段厚度一般在25.64-71.69m之间，平均39.00m。2）上段多为黄绿色薄层砂岩与砂质泥岩互层，风化后多呈陡崖，其顶部常有不稳定的紫斑泥岩发育，底部以K5砂岩与下段分界。K5厚度一般在5.10m左右，成分以石英、燧石为主，呈薄层细粒结构，沉积不稳定，多相变为砂质泥岩或尖灭。本段厚度一般25.26-69.42m，平均37.00m。（6）二叠系上统上石盒子组(P2s)本井田该组地层赋存不全，其上部地层多被风化，仅残留其下部地层。本组底部以中粗粒石英砂岩K6与下石盒子组整合接触，其下部地层为杏黄色、黄绿色、紫色泥岩、砂质泥岩、薄层砂岩组成互层，上部地层为兰灰色、紫色泥岩夹薄层砂岩，质软易风化，本组厚度150m以上。（7）上第三系上新统(N2)不整合于其它老地层之上，厚0-42.50m，平均20m，在沟谷中多有出露，下部为一至数层砾石或半胶结的砾岩，有时夹砂层，上部为紫红色粘土，其中含有钙质结核。（8）第四系中上更新统(Q2+3)不整合于其它地层之上，厚0-94.9m，平均45m。一般分布于山梁上部。下部浅红色亚粘土、亚砂土为中更新统离石组(Q2l)、上部浅黄色粉砂土为上更新统马兰组(Q3m). 2.构造本井田位于太原西山煤田古交矿区马兰精查区西北部，井田内构造简单，地层总体为一走向近南北、倾向东的单斜构造，倾角8°。井田内未发现断层和陷落柱，在今后生产过程中应注意隐伏断层和陷落柱的线索，以防事故发生。综上所述，本井田地质构造属简单类型。3.含煤地层井田内赋存的主要含煤地层为太原组、**组，现将各含煤地层的含煤性分述如下：（1）太原组（C3t）太原组含6、7、8、9、10、11号6层煤，其中8、9号为稳定可采煤层，其余为零星可采或不可采煤层，该组地层厚度平均为118.50m，可采煤层总厚度为5.66m，可采含煤系数为4.8%。（2）**组（P1s）**组含02、03、1、2、3、4号6层煤，其中2、3、4号煤层为稳定可采煤层，其余为局部可采或不可采煤层，该组地层厚度平均为42.50m，可采煤层总厚度为6.16m，可采含煤系数为14.49%。三、煤层及煤质1.可采煤层及局部可采煤层（1）2号煤层位于**组中部，煤层厚度为1.36-2.34m，平均为1.88,结构简单，一般不含夹矸，层位稳定，顶板、底板多为砂质泥岩及细砂岩，为全井田稳定可采煤层。（2）3号煤层位于**组中部，为稳定可采煤层，该煤层厚度为0.76-0.95m，平均为0.82m，结构简单，一般不含夹矸，层位稳定，顶板多为炭质泥岩、底板多为砂质泥岩及粉砂岩。（3）4号煤层位于**组中下部，为全井田稳定可采煤层，上距2号煤层6-9m ，左右，煤层厚度为3.05-4.04m，平均为3.46m，结构中等，一般含0-2层夹矸，层位稳定，顶板为砂质泥岩或砂岩、底板多数粉砂岩。（4）8号煤层位于太原组下部，上距4号煤层70m左右，顶板为泥灰岩或石灰岩，其下有1m左右的泥岩伪顶，底板以粉砂岩为主，结构简单，含0-1层夹矸。该煤层厚度3.74-4.81m,平均为4.24m，全井田稳定可采煤层。（5）9号煤层位于太原组下部，上距8号煤层10.00m左右，顶、底板以泥岩为主，含1-2层夹矸，为结构简单，该煤层厚度0.86-2.31m，平均为1.42m,全井田稳定可采煤层。可采煤层特征见表2－1－1。表2-1-1可采煤层特征表地层单位煤层编号煤层厚度煤层间距结构稳定性可采性顶板岩性底板岩性最小－最大平均平均山西组21.36-2.341.88简单稳定全井田可采砂质泥岩泥岩0.65-0.810.7430.76-0.950.82简单稳定全井田可采泥岩中砂岩5.0043.05-4.043.46中等稳定全井田可采泥岩砂质泥岩70.70太原组83.74-4.814.24简单稳定全井田可采石灰岩泥岩10.0090.86-2.311.42简单稳定全井田可采泥岩泥岩2.煤质（1）煤的物理性质及煤岩特征井田内各层煤的物理性质大体相同，表现为黑色，条痕色为棕黑色、褐黑色，玻璃光泽，硬度一般为2-3，松软至半坚硬，脆度较大，参差状，阶梯状断口，内生裂隙发育。各煤层的宏观煤岩组分以暗煤为主，次为亮煤，镜煤，宏观煤岩类型主要为暗淡型，半暗型和半亮型次之。煤层主要为条带状结构，层状构造。 各层煤的显微煤岩组分以丝炭化及凝胶化物质含量多，矿物质含量较少，矿物成分主要为粘土，少量硫分物和碳酸盐类。（2）煤的化学性质根据马兰精查勘探报告煤质资料及井田内见煤点煤样化验资料，对井田各可采煤层的化学性质和工艺性能评述如下：1）2、3号煤层水分（Mad）原煤:0.65%灰分（Ad）原煤:　11.74～37.79%，平均18.66%浮煤：3.37～11.44%，平均6.05%；挥发分（Vdaf）原煤:　15.62～33.79%，平均25.89%浮煤：11.12～36.37%，平均25.76%全硫（St.d）原煤：　0.29～2.97%，平均1.23%浮煤：　0.34～1.31%，平均0.68%胶质层（Y）为32-45mm;按《煤炭质量分级》（GB/T15224—2004）标准炼焦用煤浮煤分级，2、3号煤层属特低－中灰、特低－中高硫煤。2）4号煤层：水分(Mad)：原煤0.29～0.32%，平均0.31%，浮煤0.73～0.77%，平均0.75%；挥发分(Vdaf)：原煤27.05～27.09%，平均27.07%，浮煤25.24～25.34%，平均25.29%；灰分(Ad)：原煤18.64～19.88%，平均19.26%，浮煤9.23～9.39%，平均9.31%；硫分(St.d)：原煤0.60～0.62%，平均0.61%，浮煤0.61～0.62%，平均0.62%，；发热量(Qgr.d)：原煤27.88～28.14MJ/kg，平均28.01MJ/kg， 浮煤31.78～31.80MJ/kg，平均31.29MJ/kg；胶质层最大厚度（Y）：浮煤19mm；粘结指数（GR.I）:73～75，平均74；按《煤炭质量分级》（GB/T15224—2004）标准炼焦用煤浮煤分级，4号煤层属特低灰、低硫分煤。3）8号煤层水分(Mad)：原煤0.30～0.42%，平均0.36%，浮煤0.76～0.77%，平均0.77%；挥发分(Vdaf)：原煤26.62～27.00%，平均26.81%，浮煤25.79～25.95%，平均25.90%；灰分(Ad)：原煤11.00～12.41%，平均11.71%，浮煤7.92～8.25%，平均8.03%；硫分(St.d)：原煤1.45～1.52%，平均1.49%，浮煤1.40～1.50%，平均1.47%；发热量(Qgr.d)：原煤31.04～31.63MJ/kg，平均31.34MJ/kg，浮煤32.87～32.95MJ/kg，平均32.92MJ/kg，胶质层最大厚度（Y）：浮煤28mm；粘结指数（GR.I）:94；按《煤炭质量分级》（GB/T15224—2004）标准炼焦用煤浮煤分级，8号煤层属特低灰、中高硫分煤。4）9号煤层灰分（Ad）　原煤:11.63～26.70%，平均25.67%浮煤：4.06～11.21%，平均6.89%；挥发分（Vdaf）原煤:　10.05～30.86%，平均23.93%浮煤：19.07～29.71%，平均22.43%全硫（St.d）原煤：0.55～1.76%，平均1.46% 浮煤：0.47～1.02%，平均0.91%磷（Pd）浮煤：0.001～0.0621%，平均0.0115%胶质层（Y）为32-35mm;按《煤炭质量分级》（GB/T15224—2004）标准炼焦用煤浮煤分级，9号煤层属特低灰-中灰、低硫分-中硫分煤。3.煤的可选性及工业用途据《**省太原西山煤田古交矿区马兰勘探区精查地质报告》资料，各煤层可选性测定结果见下表3-4。9号煤层为中等可选，2、8号煤层为较难选，02、4号煤层为难选。浮煤回收率除4号煤层为中等外，其余煤层均为良等。按照《中国煤炭分类国家标准》（GB5751－86），以浮煤挥发分（Vdaf）、粘结指数（GR.I）和胶质层最大厚度（Y）为主要划分指标，并参考区域煤类分布规律，确定井田4号煤层为焦煤，2、3、8、9号煤层均为肥煤，可作为炼焦用煤。4.煤的风化和氧化本井田2、3、4号煤层在井田西南部出露，风氧化宽度按50m圈定。四、井田水文地质1.地表水井田内无常年性河流，均属于季节性冲沟，平时基本无水，雨季时有短暂洪水流过。井田内各含水层的补给来源主要为大气降水。各含水层均沿裂隙、岩溶向深部径流或以泉水形式排泄。井田内地形相对高差187.6m，地表径流较快，不易积水。2.井田主要含水层（1）奥陶系碳酸盐岩类岩溶水含水岩组埋藏于矿区深部，距地表深浅不一，含水层岩性主要以石灰岩、白云质灰岩为主。本组岩溶发育，富水性强，据马兰精查资料，奥陶系灰岩岩溶水单位涌水量为0.64L/s.m，渗透系数最大4.04m/d，水位标高903-904m左右。（2）石炭系上统太原组（C3t）碎屑岩类夹碳酸盐岩类岩溶裂隙水含水岩组根据资料分析，主要含水层为三层石灰岩，总厚度为25m 左右。灰岩厚度较大，裂隙不太发育，富水性弱。据马兰精查区资料，钻孔单位涌水量为0.00006-0.0081L/s.m，渗透系数最大0.44m/d。水位标高1104.60-1251m，水质类型一般为HCO3-·SO42—Ca2+·Mg2+型。（3）二叠系碎屑岩类含水层组岩性主要为钙泥质胶结的中粒砂岩，节理、裂隙较为发育，容易接受大气降水或地表水补给，沿裂隙或顺层径流，富水性较弱。据马兰精查区资料，**组钻孔单位涌水量为0.00012L/s.m，渗透系数0.00126m/d。水位标高1168.41m，水质类型一般为HCO3-·C1--—Na+·Ca2+型。（4）第四系松散岩类孔隙水含水岩组区内松散岩类中，第四系中上更新统黄土地，含水层连续性差，基本不含水，补给条件出晃好，富水性较差。3.井田主要隔水层（1）本溪组隔水层本溪组底部为一套以泥岩和铁铝质粘土岩为主的地层，夹有砂岩和薄层灰岩，该层分布普遍，厚度稳定，一般是26.3m左右，是太原组与下伏奥陶系灰岩之间的重要隔水层，隔水性较好。（2）**组隔水层**组中含有十余米以泥岩和砂质泥岩为主的地层，层位稳定而连续，加之**组的弱富水性，故为4号煤层与太原组之间的较好的隔水层。5.充水因素分析本区煤炭开采历史悠久，井田内无老窑区，仅2号煤层存在采空区，因面积不大，根据调查报告，积水量约2500m3。井田周边北为得福泰义中煤矿，西为罗汉煤矿，南为玉峁煤矿，东为马兰煤矿，各煤矿已开采多年，均已形成不同程度的采空积水区。周边煤矿的采空积水区及尚未发现的老窑积水区是对矿井平安全生产的最大威胁。井田内采空区积水范围及积水量预测见报告附件。（1）现矿井充水因素分析 本矿现开采2号煤层，根据GB12719-91<矿区水文地质工程地质勘探规范>附录F，冒落带、导水裂隙带最大高度经验公式表：2、3、4、8、9号煤层导水裂隙带（包括冒落带）最大高度（m）为52.97m,29.42m,100.98m,118.09m,42.76m。（经验公式Hf）2、3、4号煤层导水裂隙带最大高度范围内含水层主要为**组及下石盒子组砂岩裂隙水。浅部可受第四系松散岩类孔隙含水层及基岩风化带裂隙含水层的影响，8、9号煤层主要为太原组碎屑岩类夹碳酸盐岩类岩溶裂隙含水层中水。通过导水裂隙带（包括冒落带）最大高度的计算结果知，井田内各煤层开采后，导水裂隙可将井田内上下各含水层互相贯通，增强了水力联系，会使井下涌水量增大。井田西部导水裂隙会波及至地表，地表水和大气降水亦是矿井充水因素之一。井田内批采的2、3、4、8、9号煤层底板赋存最低标高为+980m，本井田推测奥灰岩溶水位标高+903-904m，煤层底板最低标高高于本井田推测奥灰水位之上，不存在带压开采问题。奥灰岩溶地下水对井田2、3、4、8、9号煤层的开采没有威胁。据矿方提供资料，古交台城煤焦有限公司矿井正常涌水量为70m3/d，最大涌水量90m3/d。通过以上分析，本井田主要充水因素为：1）本井田主要可采煤层的矿井充水因素将主要来自顶板以上含水层的渗漏，特别是随着煤层的采空，顶板垮落形成的导水裂隙带，会导致上部各含水层的水沿裂隙下渗，向采空区积水。2）由于井田西部煤层存在露头，埋藏浅，特别是雨季时应注意防范渗漏，保证生产安全。3）地表水体对巷道充水影响：井田内河流不发育，只发育季节性排洪冲沟，平时为干沟，对矿井安全生产影响很小。4）本区2、3、4、8、9号煤层底板赋存最低标高高于奥灰岩溶水推测最高位标高，岩溶地下水对井田2、3、4、8、9号煤层开采没有威胁。 5）本井田范围内采空区范围不大，周边煤矿采空区及尚未发现的老窑区及小窑破坏区的积水是对本井田煤层的主要充水因素。6.矿井水文地质类型**组、太原组各含水层富水性弱，煤层的底板赋存最低标高高于奥灰岩溶水位标高，不存在奥灰突水危险性，水文地质条件属于简单类型。6.矿井涌水量经调查，矿井单独保留前开采2号煤层，井田面积不大，水文地质条件一般，矿井正常涌水量234m3/d，最大涌水量300m3/d，生产能力为30万t/a，采用富水系数比拟法，预算生产规模达到45万t/a时矿井涌水量：计算公式为：Q=P/P0×Q0式中：P0——为现矿井生产能力，万t；Q0——为现矿井涌水量，m3/d；P——为扩大后的生产能力，万t；Q——为扩大后的涌水量，m3/d。生产规模达到45万t/a时，则矿井正常涌水量351m3/d，最大涌水量450m3/d。另外，考虑黄泥灌浆析出水量120m3/d。以上预算仅供参考，因为随着开采深度增加、开采面积的扩大以及各种地质条件的变化，都可能引起矿井涌水量发生变化。7.供水水源该矿现供水水源取自临近村庄民井，水量尚可满足整合前矿井用水需要。矿井扩建后，用水量增加，现有供水水源将不能满足要求，设计考虑在工业场地附近新打一眼深井开采奥灰岩溶水解决矿井供水需要。为充分、合理的开发和利用水资源，对矿井的井下涌水作净化处理，处理后用于井下消防、洒水，多余部分用于地面降尘洒水。五、其它开采技术条件1.煤层顶底板条件 顶底板力学试验数据成果引用《马兰勘探区精查地质报告》资料。2号煤层顶板为细砂岩或砂质泥岩，厚1.50m左右，平整，基本无裂隙，易于管理，单向抗压强度46.94-93.88MPa，单向抗拉强度为23.23-26.36MPa，抗剪强度为30.97-35.77MPa；底板为砂质泥岩或泥岩，厚5m左右，开采中未发现底鼓现象，单向抗压强度35.87-41.65MPa，单向抗拉强度为8.53-12.84MPa，抗剪强度为11.86-16.27MPa。3号煤层顶板为泥岩，单向抗压强度1.06-10.2MPa，底板为泥岩，单向抗压强度12.2-13.7MPa，顶底板较易管理。4号煤层顶板为砂质泥岩，厚5.50m左右，裂隙较为发育，单向抗压强度33.52-66.35MPa，单向抗拉强度为10.39-21.46MPa；底板为泥岩或砂质泥岩，厚2.70m左右，裂隙不发育，单向抗压强度20.87-35.77MPa，单向抗拉强度为8.04-12.05MPa，抗剪强度为8.92-14.41MPa。6号煤层顶板多为炭质泥岩、底板多为砂质泥岩或细砂岩。炭质泥岩、砂质泥岩单向抗压强度为12.2-13.7MPa，细砂岩单向抗压强度为11.78-15.40MPa，顶底板易管理。8号煤层顶板为泥灰岩或石灰岩，其下有1米左右的泥岩伪顶，底板以粉砂岩为主，石灰岩单向抗压强度最大，为105MPa。底板粉砂岩单向抗压强度为1.06-10.2MPa，顶板不易管理。9号煤层顶、底板多为泥岩，单向抗压强度为12.2-13.7MPa，顶底板易管理。2.瓦斯根据**省煤炭工业局晋煤安发〔2006〕12号文《关于太原市2005年254对煤矿矿井瓦斯等级鉴定结果的批复》，该矿2号煤层瓦斯相对涌出量为1.51m3/t，绝对涌出量为0.30m3/min。二氧化碳相对涌出量为2.71m3/t，绝对涌出量为0.54m3/min。为低瓦斯矿井。3.煤尘据**华润煤业有限公司台城煤矿2010年8月在井下取样送**省煤炭工业局综合测试中心进行煤尘爆炸危险性测试，其结果：4号煤层火焰长度170mm，抑制煤尘最低岩粉量75%，煤尘具有爆炸性；8号煤层火焰长度＞400mm，抑制煤尘最低岩粉量85%，煤尘具有爆炸性。 4.煤的自燃据**华润煤业有限公司台城煤矿2010年8月在井下取样送**省煤炭工业局综合测试中心进行煤的自燃倾向性测试，其结果：4号煤层吸氧量0.590cm3/g，自燃倾向性等级Ⅱ，为自燃煤层；8号煤层吸氧量0.68cm3/g，自燃倾向性等级Ⅱ，为自燃煤层。据了解，整合前各煤矿开采生产中均未发生煤层自燃事故，井下无火区分布。5.地温、地压据矿井生产过程中观测，恒温带的深度70m，温度为9.6℃，平均地温梯度2.5℃/100m，地热增温率为垂向增深40.0m，升高1℃，属地温正常区。生产过程中未发生地温异常。据台城资料，本地区属地压正常区。六、对井田地质勘探程度的评述本资源整合矿井地质报告是在搜集以往勘探成果和该矿实际生产资料的基础上，经过综合分析研究而编制完成的。综合前述内容，主要结论性成果如下：1.井田煤层资源情况和矿井地质条件类型井田位于西山煤田马兰矿区的西部，主要含煤地层为**组和太原组，共含可采煤层5层，即2、3、4、8、9号煤层，属Ⅰ类Ⅰ型；根据《2007年3月领取的采矿许可证，古交市台城煤焦有限公司的批采煤层为2、3、4、8、9号煤层；经本次资源/储量估算，探明的经济基础储量（111b）2889kt，控制的经济基础储量（122b）7592kt，推断的内蕴经济资源量（333）329kt，保有资源/储量10810kt，采空区动用资源/储量19kt，累计查明资源/储量10829kt。2、3、4号煤层勘查研究程度达到了勘探程度。本井田为走向近南北向，倾向东的单斜构造，地层倾角一般为10°左右，本井田构造简单，属Ⅰ类。2.水文地质条件和其它开采技术条件2、3、4、8、9号煤层最低底板标高高于奥灰水位标高，奥灰水对井田2、3、4、8、9号煤层开采没有威胁，矿井涌水量较小，水文地质条件属于简单类型。2号煤层属低瓦斯、具有煤尘爆炸性、属自燃煤层。井下地温地压正常，总之，煤层开采条件较好。 综上所述，本井田地质工作程度和研究程度较高，总体达到了勘探阶段的地质要求。第二节外部条件一、外运条件本井田距佳县－太原公路1.5km，距古交－太原铁路镇城底火车站6km，其间有简易公路相连，交通条件较为便利。二、水源条情况该矿现供水水源取自临近村庄民井，水量尚可满足整合前矿井用水需要。矿井扩建后，用水量增加，现有供水水源将不能满足要求，设计考虑在工业场地附近新打一眼深井开采奥灰岩溶水解决矿井供水需要。为充分、合理的开发和利用水资源，对矿井的井下涌水作净化处理，处理后用于井下消防、洒水，不足部分由生活水补给。三、电源情况台城煤矿设计为双回路供电系统，其中一回路引自梭峪35kV变电站10kV母线段，采用架空线，输电距离6km，另一回路引自镇城底220kV变电站10kV母线段，输电距离5km，矿井供电电源可靠。四、征购地情况经过现场踏勘及资料分析，依据井田开拓、生产系统的布置及地面运输的要求，本次设计矿井工业场地仍利用原台城煤矿现有工业场地进行改造，不需新增征地。五、市场分析根据党的十六大确定的全面建设小康社会的经济发展目标，到2020年国内生产总值比2000年翻两番，预计国民经济发展速度2010-2020年期间为7.5%，根据中国煤炭工业发展研究中心预测，2010-2020年能源消费弹性系数为0.4左右。据此，能源消费增长速度2010-2020年为3%。2006年国内煤炭产量22.3亿t；2010年国内煤炭需求量为24.4亿t；2020年国内煤炭需求量为29.0亿t。 2009年全国原煤产量已达到30.5亿t，超过2020年预测的需求量。2009年国土资源部发布的全国矿产资源规划报告中预测2020年我国煤炭需求量将超过35亿t，说明煤炭在我国一次性能源生产和消费结构中仍占有较大的比重。井田井田8号煤层为焦煤，2、3、4、9号煤层均为肥煤，可作为炼焦用煤。由于国内钢铁、建材市场发展趋势的影响，炼焦用煤市场需求不断扩大，给该矿煤炭产品提供了顺畅的销路和稳定的市场，为煤矿扩大生产规模奠定了基础，降低了市场风险。第三节兼并重组整合条件综合评价一、资源条件1．井田主要特点（1）地理特点：井田位于吕梁脉东翼，属中低山区，沟谷纵横，切割剧烈，沟谷两侧基岩裸露，山顶多为黄土覆盖；井田地势总体为西南高，东北低，最高点位于井田西南部山脊，标高为1378.7m，最低点位于井田东北部沟谷中，标高为1186.2m，相对高差192.5m。（2）地质特点：本井田位于太原西山煤田古交矿区马兰精查区西北部，井田内构造简单，地层总体为一走向近南北、倾向东的单斜构造，倾角8°。井田内未发现断层和陷落柱，未发现断层及岩浆岩侵入现象。综上所述，本井田地质构造属简单类型。（3)开采条件：井田内主要可采煤层为2、3、4、8、9号煤层，属焦煤和肥煤。矿井水文地质类型为简单类型。矿井为低瓦斯矿井，2号煤层为自燃煤层，煤尘均具有爆炸危险性。2.资源可靠性2007年5月，**煤炭地质公司受矿方委托，编制的《**省古交市台城煤焦有限公司资源整合矿井地质报告》，通过资源/储量估算，共获得资源/储量1082.9万t（2、3、4、8、9号煤层），资源/储量估算结果可靠，为矿井兼并重组整合设计提供了可靠的地质依据。二、外部协作配套条件1.运输条件 本井田距太佳公路约1.5km，距镇城底铁路专用线约6km，与太佳公路之间有简易公路相连，交通较为便利。2.电源条件该矿现有两回10kV电源，一回引自镇城底220kV变电所10kV母线，导线型号为LGJ-185，输电距离为5km，另一回引自梭峪35kV变电所10kV母线段，导线型号为LGJ-185，输电距离为5km。矿井供电电源可靠。3.水源条件该矿现供水水源取自临近村庄民井，水量尚可满足整合前矿井用水需要。矿井扩建后，用水量增加，现有供水水源将不能满足要求，设计考虑在工业场地附近新打一眼深井开采奥灰岩溶水解决矿井供水需要。为充分、合理的开发和利用水资源，对矿井的井下涌水作净化处理，处理后用于井下消防、洒水，不足部分由生活水补给。综上所述，本矿井煤炭资源储量可靠，地质构造简单，外部协作条件配套，开采技术条件优越，煤质优良，有可靠的用户，具有很强的竞争力，因此有条件建设成为现代化矿井。此外，该项目有较好的经济效益、社会效益和环境效益，对保证煤炭工业可持续发展，对振兴当地的经济，带动相关产业的发展，对当地人民脱贫致富都将起到积极地促进作用。 第三章井田开拓第一节兼并重组整合前各矿开拓开采现状本矿为单独保留矿，单独保留前名称为古交市台城煤焦有限公司，井田面积1.1740km2，批采2、3、4、8、9号煤层，矿井设计生产能力30万t/a。整合前井田新工业场地内共有四个井筒，分别为新工业场地的主斜井、回风斜井和旧工业场地的主斜井和副斜井，根据矿方提供的资料，新工业场地内回风斜井断面2.8×3m，倾角23°，主斜井断面4×3.2m，倾角23°井田北部旧工业场地内主斜井和副斜井井筒断面均为2.0×2.5m，倾角22°。整合前井田内主要对2号煤层北部进行了少部分不规则开采。第二节井田境界及资源/储量一、井田境界2009年12月2日，**省国土资源厅发放的**华润煤业有限公司台城煤矿《采矿许可证》，批准井田内开采2号、3号、4号、8号、9号煤层。其中2号、3号、4号煤层井田呈不规则多边形，井田范围由1～9号坐标点圈定，东西长1495m，南北宽1621m，面积1.174km2。拐点坐标见表3-1-1。表3-1-1整合后2、3、4号煤层井田境界拐点坐标表点号1954年北京坐标系1980年西安坐标系XYXY14197105.0019587800.004197056.7019587729.9424198085.0019588470.004198036.7019588399.9434198591.0019588819.004198542.7119588748.9344198380.0019589295.004198331.7119589224.9454198025.0019589025.004197976.7119588954.9464197834.0019589298.004197785.7119589227.9474196970.0019588640.004196921.7019588569.9484197035.0019588519.004196986.7019588448.9494197105.0019588275.004197056.7019588204.94 其中8号、9号煤层井田呈规则四边形，井田范围由1～4号坐标点圈定，东西长831m，南北宽791m，面积0.336km2。拐点坐标见表3-1-2表3-1-2整合后8、9号煤层井田境界拐点坐标表点号1954年北京坐标系1980年西安坐标系XYXY14198085.0019588470.004198036.7019588399.9424198591.0019588819.004198542.7119588748.9334198376.0019589301.004198327.7119589230.9444197800.0019588870.004197751.7019588799.94本井田西与佛罗汉矿相邻，东与西山集团马兰矿相邻，南与玉峁煤业公司相邻，北与义中煤矿相邻。分述如下：1.佛罗汉矿该矿现开采8、9号煤层，生产能力9万t/a，斜井开拓，壁式采煤，放炮落煤，木支柱支护，绞车提升；平车、矿车运输，中央并列式负压通风。井下涌水量不大，低瓦斯矿井。与本井田存在越界开采现象。2.西山集团马兰矿为国有大型煤矿，生产能力400万t/a，采煤方法为综合机械化采煤，现采02、2、8号煤层，矿井正常涌水量为2640m3/d，为低瓦斯矿井。据调查，该矿井与本井田无越界开采现象。3.玉峁煤业公司该矿始建于1998年，1999年投产，批准开采02、2、4、6、8、8号煤层，生产规模30万t/a。现采2号煤层。该矿井下采用短壁式采煤方法，放炮落煤，木支柱支护，绞车提升，平车、矿车运输，通风方式为中央并列式负压通风。矿井瓦斯绝对涌出量0.25m3/min，相对涌水量3.60m3/t，属低瓦斯矿井。井下最大涌水量为72m3/d。据调查，该矿井与本井田无越界开采现象。4.义中煤矿该矿1993年建井，2003年投产，井田面积为0.2383km2，批准开采2、3、4号煤层，斜井开拓短壁式采煤，2006年关闭。关闭前井下涌水量为48m3 /d。据调查，该矿井与本井田无越界开采现象。详见矿井范围及四邻关系图3—1—1。二、资源/储量1.矿井保有资源/储量（1）储量计算方法井田内地层平缓，煤层倾角一般在8°左右，储量采用伪厚度和水平投影面积用地质块段法进行估算。资源/储量估算公式为：Q=S·M·D/10其中Q—资源/储量(万t)S—块段水平投影面积(k(m2))M—煤层伪厚度(m)D—煤层视密度(t/m3)（2）资源/储量估算参数块段水平投影面积：采用MAPGIS软件在计算机上直接测算。煤层平均伪厚度：为钻孔和煤矿井下测量煤厚，按有关规范、规定，剔除≥0.05m夹石后的算术平均值。煤层视密度采用马兰精查勘探资料中2、3、4、8、9号煤层视密度资料，即2号煤层采用1.32t/m3，3号煤层采用1.33t/m3，4号煤层采用1.40t/m3，8号煤层采用1.33t/m3，9号煤层采用1.33t/m3。（3）资源/储量估算结果经本次估算，共获得2、3、4、8、9号煤层累计查明资源储量1082.9万t，现保有储量1081万t，采空区动用储量1.9万t。达到了勘探程度。详见整合后井田资源/储量汇总表3-1-2。 表3-1-2整合后井田资源/储量汇总表单位：万t煤煤资源/储量(万t)111b111b+122b+333(%)111b+122b111b+122b+333　　　　层类111b122b333现保有采空区累计查明(%)2FM88.4178.111.0277.51.9279.421.896.03FM42.169.04.6115.70115.736.496.04JM158.4266.717.3442.40442.435.896.18FM0184.20184.20184.20.01009FM061.2061.2061.20.0100　　　　　　　　　　合计　288.9759.232.91081.01.91082.926.797.02.矿井工业资源/储量矿井工业资源/储量按下式计算：矿井工业资源/储量＝111b＋112b＋333k＝288.9＋759.2＋32.9×0.9＝1077.71（万t）式中：k——可信度系数，根据本矿煤层赋存情况，k值取0.9。3.矿井设计储量矿井设计储量计算公式如下：设计储量＝工业资源/储量－永久煤柱损失经计算，矿井设计储量为849.46万t。矿井设计储量计算结果见表3—1—4。表3-1-4矿井设计储量计量表单位：万t煤层矿井工业资源/储量(万t)永久煤柱(万t)矿井设计资源/储量(万t)井田境界地面建筑断层陷落柱采空区小计2276.4019.6335.83　　2.9058.36218.043115.248.8216.14　　0.0024.9690.284440.6738.0778.65　　0.00116.72323.958184.2020.630.00　　0.0020.63163.57961.207.580.00　　0.007.5853.62合计1077.7194.73130.620.000.002.90228.25849.46 4.矿井设计可采储量矿井设计可采储量按下列公式计算：Zk=（Z—P）×C式中：Zk——矿井设计可采储量，Mt；Z——矿井设计储量，万t；P——开采煤柱损失量，万t。开采时需留设的煤柱有：工业场地及大巷保护煤柱煤柱。C——采区回采率，经计算，2、9号煤采区回采率为81％，3号煤层采区回采率为85.5％，4、8号煤层采区回采率为76%。经计算，2、4、8、9号煤层设计可采储量为470.50万t。计算结果详见表3-1-5。表3-1-5矿井设计可采储量计算表单位：万t煤层矿井设计资源/储量(Mt)工业场地和主要井巷煤柱(Mt)开采损失(Mt)设计可采储量(Mt)工业场地主要井巷小计2218.0415.6221.1736.7936.25145.00390.2810.8218.0928.919.2152.164323.9548.0560.36108.4153.88161.658163.5727.9732.5660.5325.7677.28953.624.376.2510.628.6034.40合计849.46106.83138.43245.27133.70470.50三、安全煤柱及各种煤柱的留设与计算巷道煤柱按以下公式计算S1＝式中：S1——巷道保护煤柱的水平宽度，m；H——巷道的最大垂深，取200m；M——煤层厚度，m，取8号煤层平均厚4.81m； f——煤的强度系数，取2。S1＝经计算，井田境界煤柱取20m，大巷煤柱30m。工业场地及井筒按一级保护，村庄按三级保护，按场地外沿外扩20m保护带，再根据表土层和基岩厚度（表土移动角45°，基岩移动角72°）计算保安煤柱。第三节矿井设计生产能力及服务年限一、矿井工作制度根据国家质量监督检验检疫总局和建设部2005年发布的《煤炭工业矿井设计规范》，确定矿井的工作制度为：年工作日为330d，每天井下采用“四六制”作业，日净提升时间16h；地面采用“三八制”。二、矿井设计生产能力的确定根据《**省煤矿企业兼并重组整合领导组办公室文件》晋煤重组办发[2009]79号文“关于太原市古交市煤矿企业兼并重组整合方案（部分）的批复”。确定**华润煤业有限公司台城煤矿的矿井生产能力为45万t/a。结合本井田各煤层赋存条件，开采技术条件，煤炭外运条件等因素。分析其合理性如下：1．井田内各可采煤层赋存稳定，开采技术条件良好，适合综合机械化开采。2．矿井电源、水源及交通运输条件能够满足矿井能力45万t/a条件。3．主斜井采用带式输送机提升煤炭，副斜井采用单钩串车提升方式，井筒提升能力能够满足矿井能力45万t/a的要求。综上所述，确定矿井设计生产能力45万t/a。三、矿井服务年限矿井服务年限按下式计算：T=Zk/（K·A）式中：T——矿井服务年限，a； Zk——设计可采储量，万t，矿井总的可采储量为470.50万t；A——矿井设计生产能力，45万t/a；K——储量备用系数，取K=1.4；矿井总服务年限为T=470.50/（1.4×45）=7.5a。其中2号煤层服务年限为2.3a，3号煤层服务年限为0.8a，4号煤层服务年限为2.6a，8号煤层服务年限为1.2a，9号煤层服务年限为0.5a。第四节井田开拓一、井田内地质构造、老窑范围、火区、煤层及水文条件、兼并重组整合各矿采空区等对井田开拓开采的影响井田地层倾角比较平缓，一般在8°左右，未发现断层及岩浆岩侵入现象。井田总体构造属简单类型。井田内各煤层赋存稳定，分别为中厚煤层、薄煤层和厚煤层，结构简单和中等，重组整合前煤矿生产过程中未发生煤层自燃现象，现井下无火区分布。兼并重组整合后矿井及相邻矿现有采空区积水、积气均提交了调查报告，采空区范围和积水量较为清楚，井田水文地质条件简单。井田内地质构造、老窑范围、火区、煤层及水文条件、兼并重组整合各矿采空区等对井田开拓开采影响较小。总的来看，开采条件优越。二、井田开拓方案1.井口及工业场地位置的选择工业场地选择的主要原则为：（1）尽量利用现有地面工程及设施。（2）地面平坦、开阔，场地挖方填方量小，工程地质条件好，能满足45万t/a要求。（3）力求位于储量中心，减少井下运输、通风、井巷工程费用。（4）不受洪水、山体滑坡等自然灾害的威胁。（5）靠近公路、交通方便，运输距离短，运营费用省。（6）有利于矿井开拓部署，为稳产创造条件。 原台城煤矿工业场地位于井田中部，共布置主斜井、副斜井2个井筒，该工业场地内地面设施已基本形成，本次设计利用该矿主斜井、副斜井及工业场地。利用原古交市台城煤焦有限公司工业场地（包括2个井筒）作为回风井场地，该场地位于现有工业场地北部360m处。2．井田开拓方案（1)矿井设计开拓方案主要考虑以下原则：1)尽量利用矿井现有设施及装备，以减少基建投资；2)有完善的采、掘、运输、提升、通风、排水等生产环节及系统；3)生产系统尽可能简单、实用，生产工艺先进、合理；4)投产采区布置在井底附近，以缩短建井工期，节省初期基建投资；5)井下巷道沿煤层布置，掘进速度快，费用低，并能进一步探明煤层的赋存情况；6)近期与长远相结合，既要考虑当前效益，又要有利长远规划。（2）开拓方案设计结合采掘现状、煤层赋存情况、矿方意图以及现行煤炭产业政策，对井田内2、3、4号煤层和8、9号煤层分设为一个主水平和一个辅助水平进行开采，其中主水平设在4号煤层，辅助水平设在9号煤层。根据以上原则对井田开拓提出以下两个方案分述如下：1）方案一：2、3、4号煤层开拓方案：利用原批复的新工业场地内现有的回风斜井作为重组后的主斜井，半圆拱形断面，井筒净宽2.8m，装备800mm宽带式输送机，担负矿井的煤炭提升、进风和安全出口任务；利用原批复的新工业场地内新掘的主斜井作为整合后的副斜井，井筒净宽4.0m，装备单钩串车和可摘挂架空乘人器，担负矿井辅助提升兼人员上下任务，兼作进风井和安全出口；利用井田北部旧工业场地内现有的主斜井和副斜井并联后（保留主斜井井口）作为矿井的回风斜井，井筒断面均为4.6m2，合并后断面为9.2m2，装备通风机，担负矿井回风井兼安全出口。 主斜井落底到4号煤层底板以下，并在4号煤层设下放式煤仓，煤仓上口设有通风联络巷与井筒相连，下口设有清理撒煤巷与轨道巷相连，在煤仓上口平行于井田东南边界布置一条胶带大巷。副斜井落底于4号煤层底板，并布置井底车场和硐室，平行于胶带大巷布置一条轨道大巷与井底车场相连。两条大巷中部布置一条回风大巷与北部回风斜井相连，三条大巷在井田5号边界点向东部布置三条大巷，分别为胶带大巷、轨道大巷和回风大巷，三条大巷均沿4号煤层布置。大巷布置呈“L”型布置。详见井田开拓方案一图3－4－1、3－4－2、3－4－3和剖面图3－4－4。8、9号煤开拓方案：后期开采8、9号煤层时在煤仓上口向9号煤井田新掘胶带暗斜井（15°）至9号煤层，在4号煤轨道大巷新掘提升暗斜井（22°）至9号煤层，延伸回风斜井至9号煤层，沿9号煤层东部边界布置胶带、轨道和回风三条大巷，在大巷最低点设置有采区水仓，在提升暗斜井落底处附近设消防材料库，大巷中部设采区变电所。井田共划分为8个采区，2、3、4号煤层各两个采区，8、9号煤层各一个采区。详见井田开拓方案一图3－4－5、3－4－6。2）方案二：2、3、4号煤层开拓方案二与方案一不同之处是风井的利用方案和大巷布置不同，本方案考虑到旧工业场地内的两个井筒的井口均位于井田之外，井下占用煤柱较多，因此设计在新工业场地附近山梁上（位于8、9号煤层井田范围内）新选风井场地并新打一个回风立井，该立井一次掘成至9号煤层，井筒直径4.0m，净断面12.6m2，垂深188m，装备梯子间，担负矿井的回风任务，兼做安全出口。主副井落底4号煤层后直接向井田东部布置集中运输巷和集中轨道巷，在两条大巷中部布置一条集中回风巷与回风立井沟通，三条大巷至井田东部边界后沿东部边界再布置轨道、胶带和回风三条大巷。大巷布置呈“T”字型布置。9号煤开拓方案二：胶带暗斜井和提升暗斜井均同方案一，与9号煤方案一不同之处是，在新打的回风立井井底沿9号煤层新掘总回风巷与9号煤回风大巷相连。井田共划分为八个采区，2、3、4号煤层各两个采区，8、9号煤层各一个采区。详见井田开拓方案二图3－4－7、3－4－8。 4）开拓方案比较井田开拓方案定量比较见下表井田开拓方案可比工程量及费用对比方案大巷工程量（m）井筒工程量（m）工程投资（万元）开拓方案一362301449.2开拓方案二39001881973.6从上表井田开拓方案可比工程量及费用对比来看，方案二较方案一增加主要大巷277m，增加立井井筒188m，增加工程投资524.4万元。通过比较，显然在开拓方式确定的前提下，主要大巷越短越省工程量，工程量越小，相应费用就低。井田开拓方案一显然优于方案二，确定井田开拓部署采用方案一。三、井口数目和位置的选择**华润煤业有限公司台城煤矿为兼并重组整合矿井，整合后共有4个井筒，分别为主斜井、副斜井、回风斜井和并联回风暗斜井，其中，主、副斜井位于台城煤矿新工业场地，回风斜井和并联回风暗斜井位于新工业场地北部360m处的旧工业场地，能够满足兼并重组整合后矿井设计生产能力的需要。四、水平划分及阶段垂高的确定全井田设一个主水平开采2、3、4号煤层，水平标高+1142m。设辅助水平开采9号煤层，水平标高＋1028m。五、主要运输大巷及总回风巷的布置方式和位置选择根据煤层赋存特征，沿井田南北和东西方向布置胶带、回风、轨道大巷。三条大巷中，胶带大巷沿4号煤层底板布置，回风、轨道大巷沿4号煤层顶板布置。六、采区划分及开采顺序全井田划分为八个采区，其中2号煤层划分为两个采区，东部和北部为一采区，西南部为二采区，首采工作面确定在2号煤层一采区。开采顺序为：2号煤层一采区→2号煤层二采区→3号煤层一采区→3号煤层二采区→ 4号煤层一采区→4号煤层二采区→8号煤层一采区→9号煤层一采区→回收煤柱。采区内工作面接替顺序均采用前进式。采区接替详见表3-4-2。表3-4-2采区接替表采区名称6号煤层可采储量(万t)生产能力(万t)服务年限(a)接替采区2号煤层一采区94.25451.52号煤层二采区2号煤层二采区50.75450.83号煤层一采区3号煤层一采区33.9450.53号煤层二采区3号煤层二采区18.26450.34号煤层一采区4号煤层一采区105.10451.74号煤层二采区4号煤层二采区56.55450.98号煤层一采区8号煤层一采区77.28451.29号煤层一采区9号煤层一采区34.4450.5回收煤柱合计470.507.5七、“三下”采煤井田内无水体和铁路，地面有中山岭村和西岩村2个自然村庄，根据2010年9月矿方与中山领村签订的“中山领房屋处理协议”，对中山岭村进行搬迁，建议矿方与中山领村核实搬迁日期，确保矿井开采到此处时村庄已搬迁完毕。因井田可采储量少，建议矿方与西岩村签订搬迁协议，增加矿井服务年限。井筒、工业场地按Ⅰ级保护，村庄按Ⅲ级保护，表土段移动角45°，基岩移动角72°，留设地面建构物煤柱。第五节井筒一、井筒用途、布置及装备据开拓布置，达产时布置有4个井筒，即主斜井、副斜井、回风斜井和并联回风暗斜井。1.主斜井（已有）：倾角23°，斜长441m，井筒采用半园拱断面，净宽2.8m，净断面积7.6m2，采用料石砌碹支护。井筒内铺设带式输送机，设行人台阶和扶手，担负矿井煤炭提升任务，兼做进风井和安全出口。2.副斜井（已有）：倾角22°，斜长325m，井筒采用半园拱断面，净宽4.0 m，净断面积10.5m2，井筒内铺设30kg/m单轨，装备单钩串车和可摘挂架空乘人器，表土段采用钢筋混凝土，基岩段采用锚喷支护。在井筒内布置有行人台阶、扶手、消防洒水管路、排水管路，担负矿井材料设备、矸石和人员上下的辅助提升任务，兼进风井和安全出口。3.回风斜井（已有）：前段90m刷大，刷大后净宽3.5m，净断面积10.1m2，采用钢筋混凝土支护，后段利用已有，净宽2.0m，净断面积4.6m2，斜长192m，采用料石砌碹支护，该井筒在距井口90m处与并联回风暗斜井沟通，形成并联回风，井筒内设台阶、扶手，作为矿井回风井兼作安全出口。4.并联回风暗斜井（已有）：井筒净宽2.0m，净断面积4.6m2，斜长202m，采用料石砌碹支护，该井筒井口封闭，下部与回风斜井并联后作为矿井回风井。各井筒布置见图3－5－1、3－5－2、3－5－3和3－5－4，各井筒特征见表3－5－1。表3-5-1井筒特征表序号井筒名称井筒名称主斜井副斜井回风斜井并联回风暗斜井1井口坐标北京54坐标系纬距X41979784198010.7564198570.73经距Y1958843019588483.72819588586.84西安80坐标系纬距X4198026.2904198059.0464198522.440经距Y19588500.07019588553.79819588516.780标高(Z)+1233.53+1237.418+1192.382落底水平标高(m)+1120+1142＋1147+11473提升方位角(度)230°295°4井筒倾角(度)232223235井筒垂或斜长(m)4413252822026井筒直径或宽度(m)净2.84.03.5/2.02.0掘进3.65.0/4.34.3/2.82.57井筒断面(m2)净7.610.510.1/4.64.6掘进10.8515.67/12.2113.71/7.287.288砌壁厚度(mm)400500/150500/400400材料料石砌碹钢筋混凝土/锚喷钢筋砼/料石碹料石碹9井筒装备带式输送机单钩串车架空乘人器台阶、扶手10备注已有已有已有、前段刷大已有二、井筒井壁结构主斜井为已有井筒，采用料石砌碹支护，支护厚度为400mm。副斜井为已有井筒，表土段采用钢筋 混凝土支护，支护厚度为500mm，砌碹支护伸入基岩不小于5m，进入基岩后改用锚喷支护，喷射厚度150mm。回风斜井前段刷大后采用钢筋混凝土支护，支护厚度500mm，基岩段为已有工程，采用料石砌碹支护方式，支护厚度400mm。并联回风暗斜井为已有井筒，采用料石砌碹支护方式，支护厚度400mm。第六节井底车场及硐室一、井底车场形式的选择副斜井在4号煤层设井底车场，水平标高+1142m；主要为辅助提升服务，运输量相对较小，车场形式为平车场，存车线长度30m，低道存车线长度30m，水平标高+1142m，车场形式简单，调车方便，工程量省。二、井底车场硐室名称及位置副斜井在4号煤层井底车场采用平车场，井底硐室有：主变电所、主水泵房、管子道及水仓、井下消防材料库等。（1）井下主变电所、主水泵房、及管子道主变电所与主水泵房联合布置，硐室净宽5.5m，净断面16.5m2，总长50m，在水泵房硐室一端设管子道与副斜井相通，管子道上部平台比水泵房地面高7m，硐室另一端分别设有两条通路与轨道大巷相通，通路中设防火栅栏及密闭门，变电所与水泵房之间设防火栅栏两用门，硐室地面比车场底板高0.5m，符合煤矿安全规程要求。（2）井下主要水仓井下主要水仓由主仓和副仓组成，水仓及通路总长120m，矿井正常涌水量19.6m3/h（含灌浆析出水量），依据煤矿安全规程要求，水仓容量不小于矿井8h正常涌水量，即Q0＝8×19.6＝157m3，设计水仓总容量600m3，满足要求。水仓清理采用人工清理，绞车牵引矿车运输。（3）消防材料库消防材料库设在轨道大巷一侧，存放消防材料，为矿井发生灾害提供抗灾救灾的物资材料。硐室净宽为4.0m，净断面10m2，长50m，采用锚网喷支护。 （4）等候、信号硐室在副斜井落底点附近设绕道式等候信号硐室，为猴车信号操作提供方便，硐室长度52m。（5）医疗急救硐室在等候硐室另一侧设医疗急救硐室，为矿井及时救护提供方便。2.在主斜井井底设有以下硐室及联络巷：（1）井底煤仓及装载硐室：在主斜井井底设井底煤仓1个，井底煤仓采用直立煤仓，净直径5m，垂深25m，砼现浇支护，容量380t；容量根据《煤炭工业矿井设计规范》应为矿井日产量的0.15~0.25倍。井底煤仓有效容量按下式计算：Qmc=0.2Amc式中：Qmc——井底煤仓有效容量，tAmc——矿井设计日产量，t0.2——煤仓容量系数。Qmc6=0.2×1364=273（t）根据计算煤仓所需容量要求，设计井底煤仓容量满足规范要求。煤仓下口设给煤机装载硐室。（2）煤仓上口通风联络巷：为了满足煤仓上口的通风和行人的需要，在煤仓上口设通风联络巷与主斜井井筒，煤仓上口设卸载硐室。（3）清理撒煤巷：由煤仓下口至轨道大巷设清理撒煤巷，井底撒煤可由人工直接装入皮带运至地面，也可由人工装入矿车通经清理撒煤巷运至井底车场后通过副斜井运至地面。井底车场主要巷道及硐室均采用锚网索喷支护。井底车场硐室布置见图3－6－1。三、井底车场主要巷道和硐室的支护方式及支护材料井底车场巷道采用半圆拱断面，锚网索喷支护，支护厚度150mm；主水泵房及变电所采用半圆拱断面，锚网索喷支护，支护厚度150mm；井底水仓采用锚喷支护 ，支护厚度150mm；管子道采用锚喷支护，支护厚度150mm；井下消防材料库采用半圆拱断面，锚网索喷支护，支护厚度150mm；井底煤仓采用混凝土支护，支护厚度500mm。井底车场巷道及硐室工程量见表3-6-1。表3-6-1井底车场巷道与硐室工程量汇总表序号井巷名称支护材料巷道长度(m)工程量(m3)铺轨长度(m)水沟(m)备注岩巷煤巷小计30kg/m22kg/m1等候信号硐室锚网索喷55629.75629.75552井底车场单轨巷道锚网索喷55620.95620.9555553井底车场双轨巷道锚网索喷60860.4860.412030604变电所、水泵房锚网索喷671671205变电所、泵房通路锚网索喷35288288206管子道锚喷3222122132327水仓及通路锚喷18510671067120808消防材料库及通路锚网索喷64564535409井底煤仓砌碹38038010清理撒煤巷锚喷76525.16525.167676合计4982193.163715.15908.26175303398 第四章大巷运输及设备第一节运输方式的选择一、煤炭及辅助运输方式1.井下煤炭运输为适应矿井机械化程度高、产量大的要求，本次设计井下煤炭运输均采用带式输送机运输。理由如下：（1）运输能力大，连续性强，装、卸载点集中。（2）巷道可随煤层稍有起伏，适应多做煤巷，少开岩巷的情况。（3）带式输送机不仅可实现煤炭运输的连续化、控制的集中化和自动化，而且有生产均衡，运输环节少、安全度高等优点。（4）主、辅运输互不干扰，可提高辅助运输的效率和速度。（5）能保证机械化工作面的连续生产，提高机械利用率，提高产量，降低成本。2.辅助运输结合本矿井实际情况，井下辅助运输巷道倾角一般为8°，采区局部可达到13°左右，井型中等，辅助运输距离较短，为节省投资，辅助运输采用调度绞车牵引矿车做为本次设计辅助运输方式。材料运输系统如下：地面→副斜井→井底车场→轨道大巷→回风顺槽（或掘进顺槽）→回采工作面（或掘进工作面）。矸石运输与材料运输系统相反的方向运出。二、运输巷道断面、支护方式、坡度及钢轨型号胶带大巷采用矩形断面，净宽3.0m，净断面7.2m2，锚网喷支护；轨道大巷采用矩形断面，净宽4.0m，净断2.4m2，锚网喷支护。运输大巷和轨道大巷倾角均为8°，井下铺600mm，22kg/m、30kg/m钢轨。 第二节矿车1.矿车矿井移交生产时，井下巷道均沿煤层布置，掘进煤经输送机运输进入煤流系统，井下辅助运输主要是材料、设备和部分联络巷掘进矸石的运输。本次设计矿车采用1t固定式矿车、1t材料车、1t平板车、3t平板车，为了方便液压支架等大型设备的运输，矿井配备20t重型平板车。一、矿车型号达产时各类矿车规格特征见表4-2-1。表4-2-1矿车规格特征表名称型号名义载重（t）外形尺寸（mm）轨距（mm）轴距（mm）自重（kg）长宽高1t固定式矿车MGC1.1-6A1200088011506005505921t平板车MP1-6A120008804106005504651t材料车MC1-6B1200088011506005505153t平板车MPC3-6324001050415600550530运支架平板车MPC20-6203000150040060011001100二、矿车数量根据各用车地点各类矿车数量统计，矿井达产时各类矿车数量见表4-2-2。表4-2-2矿井达产时各类矿车数量表名称型号生产备用合计备注1t固定式矿车MG1.1-6A305351t平板车MP1-6A103131t材料车MC1-6B103133t平板车MPC3-68210运支架平板车MPC20-655 第三节运输设备选型第三节运输设备选型一、井下煤炭运输设备选型大巷带式输送机选型本着主要运输环节的能力满足生产规模的需要，结合井下工作面生产能力大的特点，考虑生产因素和工作面的峰值煤量，来确定带宽、带速、输送强度等。输送机的运输能力与输送带宽度、带速成正比，在运输能力一定时，带宽与带速成反比。提高带速可减小带宽以及输送带的张力，从而减小输送机的外形尺寸。而对中大运量、长距离的输送机，其输送带的投资将占整个输送机总投资的1/3左右，降低带强，能显著降低设备的投资。但带速若过大，托辊的直径也将加大，作为易损件的托辊更换成本提高；同时带速快，输送带的磨损加剧，从而使输送机的整体寿命降低。结合国内外带式输送机的使用现状，及大巷的坡度变化情况，综合考虑多种因素，确定井下煤炭运输带式输送机的带速为V＝2.0m/s。考虑井下的运行环境及输送机加工、安装质量等综合因素，胶带大巷第一条带式输送机、胶带大巷第二条带式输送机传动滚筒和输送带之间的摩擦系数为0.035。根据井田开拓布置，井下运输巷装设的带式输送机为：胶带大巷第一条带式输送机、胶带大巷第二条带式输送机。1.设计依据矿井设计生产能力为45万t/a。工作制度：每年330天；原煤松散密度γ＝0.9t/m³，煤的粒度0～300㎜。每天四六班工作制，井下作业率按40%计，不均衡系数为1.2，经计算带式输送机的设计运输能力为Q＝390t/h。2.设计计算如下：（1）胶带大巷第一条带式输送机：α＝6°，L＝337m，Lh＝335m，提升高度：H=35.2m，PVG680/1，带强680N/mm，带速V＝2.0m/s，带宽B=800mm。布置形式示意图见图4－3－1。 1）核算输送机能力由公式Q＝3600Svkγ由α＝35°查的θ＝20°S＝0.06714m2根据α＝6°，查的k＝0.98所以Q＝426t/h≥390t/h，满足要求。2）根据原煤粒度核算输送机带宽按照《煤炭工业带式输送机工程设计规范》关于带宽的确定公式B≥2a＋0.2B＝（2×300＋200）mm＝800mm输送机带宽能满足输送300mm粒度原煤要求。3）计算圆周驱动力和传动功率①各种参数的确定初选胶带：PVG680/1上托辊转动部分重量：q′＝11.7kg/m下托辊转动部分重量：q″＝4kg/m托辊阻力系数：ω＝0.035物料每米重量：q＝Q/3.6v＝54.2kg/m胶带每米自重：q0＝10.6kg/mPVG680/1上托辊间距为1200mm，下托辊间距为3000mm，托辊槽角为30°托辊辊经133mm，导料槽长度4000mm，输送带上胶厚4.5mm，下胶厚1.5mm，托辊前倾1°23′。②运行阻力计算上分支运行阻力：F1＝（q＋q0＋q′）ωgLh＝8799N下分支运行阻力：F2＝（q0＋q″）ωgLh＝1679N物料提升阻力：F3=qHg＝18716N 附加阻力F′＝F1′+F2′+F3′＋F4′A.清扫阻力：F1′＝800NB.导料拦板阻力：F2′＝316NC.进料处使物料加速阻力：F3′＝0.142Qv＝111ND．绕过滚筒阻力及其附加功率F4′＝F4（1）′＋F4（2）′＋F4（3）′＋F4（4）′＝1693NF4（1）′＝0.004×48171＝193NF4（2）′＝600NF4（3）′＝400NF4（4）′＝500NF′＝F1′+F2′+F3′＋F4′＝2920N总运行阻力：F＝F1＋F2＋F3+F′＝32114N③电动机功率计算传动滚筒轴功率：N0＝F·v=32114×2.0/1000＝64.2kW电动机功率：N＝N0×1.3＝83.5kW考虑重载启动，最终选用电动机功率N=110kW4）张力计算：本带式输送机采用单滚筒驱动，滚筒包角取210°，在传动滚筒趋入点的张力S1最大，在下分支中最小张力为S3，在上分支中最小张力为S4。取α＝210°，μ＝0.3。得k1＝eαμ＝3，k2＝eαμ/eαμ-1＝1.5，k3＝1/eαμ-1＝0.5按单传动滚筒张力计算，有S1＝F×k2＝48171NS2＝S1－F＝16057N S4＝S3＝S2＋F2＝17736N下垂度验算：上胶带1%垂度要求最小张力Smin=15（q0+q）g=9535N下胶带1%垂度要求最小张力Smin=37.5×q0×g=3899N胶带最小张力Smin=S2=16057N≥9535N，通过。校核①S4＝17.8kN，大于<运输机械设计选用手册>表6-13最小张力10kN.通过②S2＝16.1kN，大于<运输机械设计选用手册>表6-12最小张力6kN.通过③采用自动拉紧，拉紧力可调，校核S1/S2＝3≤k1通过.④最大张力S1＝49.1kN，小于输送带需用最大张力52kN.通过.⑤胶带安全系数校核m＝680×800/48171＝11.3＞10符合要求5）带式输送机所需的逆止力矩根据公式ML=(Fst-FH)D/2其中：Fst＝gQLsina/3.6v＝18716NFH＝fL｛q′+q″+(2q0+q)cosa｝g＝3598NML=(Fst-FH)D/2=6047.2N.mf取0.012输送机逆止装置的额定逆止力矩M＝k2ML其中k2＝2M＝k2ML＝12094.4N.m带式输送机控制采用微机控制系统，设有跑偏、打滑、断带、沿线急停、温度、烟雾等带式输送机保护装置及信号装置。（3）胶带大巷第二条带式输送机：α＝12°，L＝273m，Lh＝267m，提升高度：H=56.8m，PVG800/1，带强800N/mm，带速V＝2.0m/s，带宽B=800mm。布置形式示意图见图4－3－2。1）核算输送机能力 由公式Q＝3600Svkγ由α＝35°查的θ＝20°S＝0.06714m2根据α＝12°，查的k＝0.93所以Q＝405t/h≥390t/h，满足要求2）根据原煤粒度核算输送机带宽按照《煤炭工业带式输送机工程设计规范》关于带宽的确定公式B≥2a＋0.2B＝（2×300＋200）mm＝800mm输送机带宽能满足输送300mm粒度原煤要求。3）计算圆周驱动力和传动功率①各种参数的确定初选胶带：PVG800/1上托辊转动部分重量：q′＝11.7kg/m下托辊转动部分重量：q″＝4kg/m托辊阻力系数：ω＝0.035物料每米重量：q＝Q/3.6v＝54.2kg/m胶带每米自重：q0＝10.9kg/mPVG800/1上托辊间距为1200mm，下托辊间距为3000mm，托辊槽角为30°托辊辊经133mm，导料槽长度4000mm，输送带上胶厚4.5mm，下胶厚1.5mm，托辊前倾1°23′。②运行阻力计算上分支运行阻力：F1＝（q＋q0＋q′）ωgLh＝7041N下分支运行阻力：F2＝（q0＋q″）ωgLh＝1366N物料提升阻力：F3=qHg＝30201N附加阻力F′＝F1′+F2′+F3′＋F4′ A.清扫阻力：F1′＝800NB.导料拦板阻力：F2′＝316NC.进料处使物料加速阻力：F3′＝0.142Qv＝111ND．绕过滚筒阻力及其附加功率F4′＝F4（1）′＋F4（2）′＋F4（3）′＋F4（4）′＝1750NF4（1）′＝0.004×62377.5＝250NF4（2）′＝600NF4（3）′＝400NF4（4）′＝500NF′＝F1′+F2′+F3′＋F4′＝2977N总运行阻力：F＝F1＋F2＋F3+F′＝41585N③电动机功率计算传动滚筒轴功率：N0＝F·v=41585×2.0/1000＝83.2kW电动机功率：N＝N0×1.3＝108.2kW考虑重载启动，最终选用电动机功率N=132kW4）张力计算：本带式输送机采用单滚筒驱动，滚筒包角取210°，在传动滚筒趋入点的张力S1最大，在下分支中最小张力为S3，在上分支中最小张力为S4。取α＝210°，μ＝0.3。得k1＝eαμ＝3，k2＝eαμ/eαμ-1＝1.5，k3＝1/eαμ-1＝0.5按单传动滚筒张力计算，有S1＝F×k2＝62377.5NS2＝S1－F＝20792.5NS4＝S3＝S2＋F2＝22158.5N 下垂度验算：上胶带1%垂度要求最小张力Smin=15（q0+q）g=9579.5N下胶带1%垂度要求最小张力Smin=37.5×q0×g=4010N胶带最小张力Smin=S2=20792.5N≥9579.5N，通过。校核①S4＝22.2kN，大于<运输机械设计选用手册>表6-13最小张力10kN.通过②S2＝20.8kN，大于<运输机械设计选用手册>表6-12最小张力6kN.通过③采用自动拉紧，拉紧力可调，校核S1/S2＝3≤k1通过.④最大张力S1＝62.4kN，小于输送带需用最大张力64kN.通过.⑤胶带安全系数校核m＝800×800/62377.5＝10.3＞10符合要求5）带式输送机所需的逆止力矩根据公式ML=(Fst-FH)D/2其中：Fst＝gQLsina/3.6v＝30201NFH＝fL｛q′+q″+(2q0+q)cosa｝g＝2884NML=(Fst-FH)D/2=10926.8N.mf取0.012输送机逆止装置的额定逆止力矩M＝k2ML其中k2＝2M＝k2ML＝21853.6N.m带式输送机控制采用微机控制系统，设有跑偏、打滑、断带、沿线急停、温度、烟雾等带式输送机保护装置及信号装置。3.驱动装置的选择本设计在驱动装置选型时考虑采用软起/停方式，在井下带式输送机上具体有可控起动/制动功能的传动装置主要有CST可控起动/制动驱动系统、调速型液力耦合器、矿用隔爆型变频驱动等。 CST可控起动/制动驱动系统由交流异步电动机+CST可控起动/制动装置组成。CST可控起动/制动传动装置时美国Dodge公司开发的专用于带式输送机的驱动装置，为一台输出轴带有液粘离合器的定轴加行星齿轮传动的减速器，液粘离合器连接在行星传动的内齿圈上，通过液压系统控制液粘离合片之间的间隙，使CST具有差动调节输出力矩和输出转速的功能，实现了机-电-液一体化，是集减速、离合、调速于一体的传动装置。电机可空载起动，提高电机寿命；能实现同一条带式输送机多台电机的分时空载起动，减小起动电流堆电网的冲击，降低对电源系统的技术要求；起动完成后，以正常带速运行时，无滑差消耗，整个系统的效率高；具有设定起动速度曲线自动跟踪控制、过载保护、多机平衡等功能，可以控制带式输送机按设定的“S”型曲线起动，起动加速度可以控制在0～0.05m/a2，使胶带的张力控制在允许范围，以满足整机动态稳定性及可靠性的要求；多机功率不平衡<2％，反应时间50～100m/s控制精度高、动态相应快、结构紧凑、占地面积小、布置简单，使长距离、大运量、线路复杂的带式输送机较理想的驱动装置，而且使用效果好、经验成熟、维护较方便。其缺点使系统复杂，液压元器件的维护技术要求高，对润滑油的质量要求高。调速型液力耦合器驱动系统由交流异步电动机+调速型液力耦合器+减速器组成，液力耦合器的充油量是可调的，电动机空载启动后，耦合器通过稳定地增加充油量，输出恒转距加速特性，使带式输送机在设定的起动力矩下平稳的起动，此传动方式技术成熟，投资较低，基本满足带式输送机软启动和多机功率平衡的要求。实现多级驱动的功率平衡，容易实现带式输送机的遥控及中央集控。有着较高的性价比。矿用隔爆型变频驱动系统是由变频调速隔爆型电动机+减速器+交-直-交隔爆型变频电控系统组成。其工作原来是通过控制器来调节功率器件中的绝缘栅极，使进入功率器件的交流电源的频率发生变化，通过改变输入电源的频率来改变电机定子旋转磁场速度，从而对电动机的不间断运转进行转速调整，能2象限或4象限运行，具有电器制动和能量反馈功能。在低频下，通过磁场调节，可以确保电动机长期、平滑地运行，特别是在电动机过载的情况下，能够自动调节输出频率，并最縂在一个新的稳定速度点运行。通过以上分析，三种驱动系统各有特点，本矿生产能力是45万t/a ，大巷带式输送机的运量变化不大，因为在只有掘进面时带式输送机的运量很小，此时要使井下输送机的额投资做到最经济，比较好的方法就是通过改变带速来满足掘进面时的运量的变化，而且减低带速可以省电，减小设备磨损，延长设备使用寿命，节约运行成本。因此传动装置要满足运量小时速度也可随时减低并能长期低速运行。以上三种传动方式中，调速型液力耦合器能更好满足此要求。因此对本矿井下的井下煤炭运输带式输送机设计推荐使用调速型液力耦合器。4.拉紧装置的选型由于井下主要巷道的带式输送机运输倾角不大、距离长，所需拉紧行程较长，为改善其起动特性，避免起动时长距离输送带的波动现象并延长输送带的使用寿命，便于自动控制，满足不同工况下输送带的张紧力，在井下带式输送机的设计中采用自动液压拉紧方式。所选用的自动液压拉紧装置型号见带式输送机主要参数。5.输送带的选型根据主要巷道输送带张力计算和有关带式输送机输送带安全系数的规定，井下煤炭运输带式输送机均采用整芯阻燃型输送带，其安全系数大于10～12即可。6.井下胶带大巷带式输送机配电及控制井下胶带大巷第一条带式输送机配电电源引自主变电所660V，胶带大巷第二条带式输送机引至采区变电所660V。主要巷道带式输送机均配用一套集监测、控制、信号、通信为一体的带式输送机电控装置，为分级分布式结构，具有较高的运行可靠性和使用灵活型，显示功能强，联网方便，设有驱动滚筒打滑、堆煤、跑偏、撕裂、温度、烟雾、超速、胶带张力下降、电动机过载、电机超温等项保护功能。7.经上述计算选型，确定井下煤炭运输带式输送机主要参数为：（1）胶带大巷第一条带式输送机（α＝6°，L＝337m），其参数如下：名称型号备注胶带宽度B=800mm 胶带速度v=2.0m/s胶带运量Q＝390t/h胶带强度PVG680/1阻燃防静电电动机YB315S-4N=110kW一台减速器DCY355-31.5一台液力偶合器YOTCS500一台逆止器DSN025一台制动器BYWZ-400/121一台拉紧装置ZYL400自控液压拉紧装置N＝5.5kW一台（2）胶带大巷第二条带式输送机（α＝12°，L＝273m），其参数如下：名称型号备注胶带宽度B=800mm胶带速度v=2.0m/s胶带运量Q＝390t/h胶带强度PVG800/1阻燃防静电电动机YB315M1-4N=132kW一台减速器DCY355-31.5一台液力偶合器YOTCS500一台逆止器DSN050一台制动器BYWZ-400/121一台拉紧装置ZYL400自控液压拉紧装置N＝5.5kW一台二、辅助运输巷道长度：437m、334m巷道最大坡度：6°、13°运输最大件重量：20.5t（含平板车重量）轨道大巷辅助运输距离较近（分两段运输），选用两台JD-55型调度绞车牵引矿车做为辅助运输工具。JD-55型调度绞车具体参数如下：外层钢丝绳最大静张力：40kN 外层钢丝绳绳速：1.28m/s总减速比：33.755钢丝绳直径：22mm卷筒尺寸：580×600mm电动机型号：YBk2-280M-6功率：55kW转速：980r/min电压：660/1140V外形尺寸（长×宽×高）：2500×1965×1425mm绞车重量（包括电机）：3800kg调度绞车牵引矿车在井下巷道中运行，必须遵守《煤矿安全规程》对其运行要求的相关规定，并配置相应的安全设施装置，确保其安全运行。 第五章采区布置及装备第一节采煤方法一、根据地质构造，煤层的稳定性及其开采条件，具体分析适用于各种采煤设备的块段及储量，说明采煤方法的选择及其依据1.开采技术条件矿井开采2、3、4、8、9号煤层，煤层赋存及开采技术条件如下：（1）2、3、4、8、9号煤层厚度均比较稳定，2号煤层厚度为1.36～2.34m，平均1.88m，3号煤层厚度0.76～0.95m，平均0.82m，4号煤层厚度3.05～4.04m，平均3.46m，8号煤层厚度3.74～4.81m，平均4.24m，9号煤层厚度0.86～2.31m，平均1.42m，均属全井田稳定可采煤层。（2）地层总体为一走向近南北、倾向东的单斜构造，倾角8°，属近水平煤层。（3）2号煤层顶板为细砂岩或砂质泥岩；3号煤层顶板为泥岩；4号煤层顶板为砂质泥岩；8号煤层顶板为泥灰岩或石灰岩；9号煤层顶、底板多为泥岩。（4）煤层瓦斯含量低，为低瓦斯矿井。自燃倾向均为为Ⅱ类，属自燃煤层，煤尘具有爆炸危险性。（5）地质构造简单，水文地质条件为简单类型。2.采煤方法的选择及依据初期开采的2号煤层为中厚煤层，适合2号煤层开采的采煤方法有综采采煤方法和悬移支架高档普采采煤方法，但因悬移支架支护强度低，无底座，对地质条件适应性较差，存在稳定性差、易穿底等弊端，严重影响工作面回采效率，甚至造成支架倾斜、倒架事故，为了节约投资，设计2号煤层采用综采采煤方法，顶板管理采用全部垮落法。综上分析，设计结合矿井采掘设备情况和生产管理水平，设计推荐2、4、9号煤层采用综合机械化一次采全高采煤方法，顶板管理采用全部垮落法。3号煤层为薄煤层，8号煤层为厚煤层，造成设备选型困难，因此建议矿方届时可到邻近矿井租用 薄煤层或放顶煤采煤设备对3号、8号煤层进行开采。二、工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型1.选型原则综采工作面的采、装、运、支工序全部采用机械化。从目前综采的发展趋势看，设计安全高效的综采面要求加大工作面的长度，加大截深，选用能切割硬煤的大功率采煤机，提高采煤的切割速度，相应要求提高移架速度，与大运量的重型可弯曲刮板输送机相匹配，加强端头支护，采用长距离顺槽带式输送机。针对上述要求，对于综采系统设计考虑了以下原则：（1)机械设备的选择首先满足技术先进，生产可靠，提高综采设备的开机率，达到安全高效。同时各设备间要相互配套，保证运输畅通，并增加运输环节的缓冲能力，以期达到采运平衡，最大限度地发挥综采优势。（2)为综采工作面创造快速连续开采的条件，加大工作面推进长度，减少搬家次数，并保证快速搬家。同时做到采准工作快，增大巷道断面特别是顺槽断面，利用顶板完整，煤层坚硬的条件，采用树脂锚杆支护，以提高掘进速度，保证工作面的接替要求。（3)对辅助运输系统，要求系统简单、环节少，把工作人员快速方便地运送至工作地点，作为提高工作面生产能力的一个重要因数考虑，并在巷道布置上加以保证。综采工作面总体配套设计包含以下内容：1)成套设备生产能力、技术参数的配套计算和校核；2)根据设备特点对工作面长度和巷道断面进行参数优化；3)工作面成套设备的合理布置。由于进口设备价格昂贵，后期维护成本高，而国产设备目前已能够满足薄煤层综采和厚煤层综采放顶煤工作面的要求，并且在国内很多矿井得到应用，因此本次设计工作面设备中液压支架、刮板输送机立足国产，为了满足进度的要求，采煤机也选用国产设备。2.设备选型1)采煤机2号煤层以一个长壁综采工作面保证年产45万 t/a的生产能力，长壁综采工作面日产量应在1364t左右。据资料统计，国外安全高效工作面开机率一般在70%以上，最高达95%；国内高产工作面的开机率平均先进水平在40%～55%以上。设计取综采机组每班开机率为40%。(1)采高的选择采煤机的采高应与煤层厚度的变化范围相适应，根据2号煤层赋存条件和开采技术条件，确定采煤机的采高为1.9m。(2)滚筒直径的确定双滚筒采煤机的滚筒直径以大于工作面最大采高的0.5倍为宜。2号煤层采高为1.9m，所以双滚筒采煤机的滚筒直径大于或等于1.0m即可满足使用要求，根据采煤机滚筒直径系列，取滚筒直径1.25m。(3)采煤机截深截深的选取与煤层厚度，煤层软硬，顶板岩性以及支架移架步距，综合考虑取采煤机的截深，目前国内普遍采用的截深为600～800mm，考虑到本矿井设计生产能力、管理水平以及已有的采煤机滚筒参数，设计确定采煤机截深为800mm。(4)工作面日循环数工作面日循环数可用下式计算：N=Qr/(KlLHBγC)式中：Qr—工作面日产量，2号煤层采掘工作面年产量为45万t/a，按330d计算，Qr＝1364t；Kl—工作面正规循环率，K1=0.8；L—工作面长度，L=150m；H—工作面采高，H=1.9m；B—循环进尺，B=0.80m；γ—煤的容重，γ=1.32t/m3；C—工作面回采率，C=95%。 N=1364/(0.8×150×1.9×0.8×1.32×0.95)=5.8，取6个。(5)采煤机割煤方式采煤机在工作面的进刀方式，将直接影响工作面的工时利用率以及采煤机效能的发挥。为减少工作面人员工作量，设计采用端部斜切进刀方式，进刀割煤长度30m。工作面采用4班作业，3班生产，1班准备。①采煤机计算割煤速度式中：Vc=n(L+30-Lc)/(KcTd-nTc)Vc—计算割煤速度，m/min；n—工作面日循环数，n=6；L—工作面长度，L=150m；Lc—采煤机总长，Lc=8.22m；30—进刀割煤长度，m；Kc—采煤机平均日开机率，Kc=0.4；Td—工作面日生产时间，Td=1080min；Tc—采煤机进刀停顿时间，Tc=2min。Vc=6(150+30－8.22)/(0.4×1080－6×2)=2.45m/min②采煤机计算循环时间T=(L+30-Lc)/Vc+Tc式中：T—采煤机计算循环时间，min；L—工作面长度，L=150m；30—进刀割煤长度，m；Lc—采煤机总长，Lc=8.22m；Vc—采煤机计算割煤速度，2.45m/min； Tc—采煤机进刀停顿时间，Tc=2min。T=(150+30-8.22)/2.45+2=72min③采煤机最大割煤速度Vmax=KVc式中：Vmax—采煤机最大割煤速度，m/min；K—采煤机割煤不均均衡系数，取1.15；Vc—采煤机计算割煤速度，2.45m/min。Vmax=2.45×1.15=2.81m/min④采煤机最大生产能力Qmax=60BHγVmaxQmax—采煤机最大生产能力，t/h；B—循环进尺，B=0.80m；H—工作面采高，H=1.9m；γ—煤的容重，γ=1.32t/m3；Vmax—采煤机最大割煤速度，2.81m/min。Qmax=60×0.80×1.9×1.32×2.81=338t/h⑤采煤机计算装机功率按采煤机单位能耗计算采煤机功率N=QmaxHw式中：N—采煤机计算装机功率，kW；Qmax—采煤机最大生产能力，Qmax=338t/h；Hw—采煤机能耗系数，Hw=1.0kWh/t。N=338×1.0=338kW 根据以上计算，并考虑煤层的硬度及夹矸情况，结合目前国内安全高效采煤工作面设备配置，采煤机选用MG160/380-WD型采煤机，其主要技术参数见表5-1-1。在选择配套刮板机、转载机、顺槽可伸缩带式输送机等运输设备时，考虑了生产矿井实际使用情况和计算的生产能力两方面因素。表5-1-1MG160/380-WD型采煤机技术特征表技术特征参数技术特征参数技术特征参数采高范围（m）1.4～3.2装机功率（kW）380滚筒截深（mm）800机面高度（mm）1180最大牵引力（kN）360卧底量（mm）145煤层倾角（°）≤35灭尘方式内外喷雾牵引速度（m/min）0～7.5煤层硬度f≤4滚筒直径（m）1.25整机质量（t）282)工作面可弯曲刮板输送机工作面刮板输送机选型需满足三个方面要求：一是工作面刮板输送机能力要保证将采煤机采落的煤全部运出，并留有一定的富裕，刮板输送机能力应不低于工作面最大能力。式中：Qc—刮板输送机能力，t/h；Kc—采煤机与刮板机同向运行时修正系数，1.05；Qm—工作面采煤机最大能力，338t/h。Qc=1.05×338＝355t/h二是外型尺寸和牵引方式与采煤机相匹配。三是运输机长度与工作面长度相一致。考虑上述因素，刮板输送机选用SGB630/180型边双链刮板输送机，其主要技术参数见表见表5-1-2。表5-1-2刮板输送机技术特征表型号铺设长度(m)输送能力(t/h)刮板链速(m/s)中部槽(长×宽×高)(mm)电机功率(kW)电压等级(V)备注SGB630/1801504001.01500×630×22290×21140/6603)顺槽转载机和破碎机 顺槽转载机的转载能力要与工作面的生产能力相适应，并要求与工作面刮板输送机和顺槽可伸缩带式输送机相配套，根据公式计算式中：QZ—转载机输送机能力，t/h；KZ—转载机富余系数，1.1；QC—刮板输送机能力，355t/h。QC=1.1×355=390.5t/h为此选用SZB730/40型刮板转载机。其主要技术参数见表5-1-3。表5-1-3刮板转载机技术特征表型号出厂长度（m）输送能力（t/h）中部槽内宽（mm）电机功率（kW）电压等级（v）备注SZB730/40254007304011404)顺槽可伸缩带式输送机顺槽带式输送机要与工作面推进长度相适应，小时运量应与工作面生产能力相匹配。工作面运输能力为Q=338t/h，取输送机带速V=2m/s，则：式中：B—胶带宽度，m；K——货载截面系数，β=25°时，K=400；r——货载散集容重，取1.0t／m3；c——输送机倾角系数，a=0～10°时，C=1。根据计算选用SSJ800/2×40可伸缩带式输送机主要技术参数见表5-1-4。表5-1-4可伸缩带式输送机技术特征表型号输送能力(t/h)输送长度(m)带速(m/s)带宽(mm)电机功率(kW)电压等级(V)SSJ800/2×404006502.08002×401440/660 5)破碎机选型破碎机的破碎能力选择不应小于工作面的生产能力，并与刮板输送机相配套。设计选用PEM1000×650Ⅲ型破碎机。其主要技术参数见表5-1-5。表5-1-5破碎机主要技术特征表设备型号破碎能力(t/h)进/出口块度(mm)电机功率(kW)电压等级（v）PEM1000×650Ⅲ4501000×650/40～3705511406)乳化液泵选用WRB200/31.5A型乳化液泵站1套，技术特征详见表5-1-5。表5-1-5乳化液泵技术特征表型号额定压力（MPa）公称流量（L/min）配套电机外型尺寸长×宽×高（mm）重量（kg）功率（kW）转速(转/min)WRB200/31.5A31.520012514802300×980×104026007)喷雾泵选用BPW315/6.3型喷雾泵站1套，技术特征详见表5-1-6。表5-1-6喷雾泵站技术特征表型号工作压力（MPa）公称流量（L/min）电动机备注功率（kw）电压（v）转速（r/mim）BPW315/6.36.33154566014703.工作面顶板管理方式，支护设备选型设计推荐2号煤层采用综采采煤方法，顶板管理采用全部垮落法。据地质报告，2号煤层顶板为细砂岩或砂质泥岩，厚1.50m左右，平整，基本无裂隙，易于管理。工作面顶板管理方式采用全部垮落法。工作面支架选择采用估算法，计算公式如下：P=（6～8）×9.8SγMcosα 式中：P——支架承受的荷载，kN；S——支架支护的顶板面积，m2；M——采高，1.9m；γ——顶板岩石视密度，γ=2.5t/m3；α——煤层倾角。P=（6～8）×9.8×5.7×1.9×2.5×cos2°=1591～2121kN根据支架选型估算结果，2号煤层综采工作面支护设备选用ZY4800/16/35型液压支架，其主要技术参数见表5—1—7。表5—1—7液压支架技术特征表型号工作阻力(kN)底板比压(MPa)支护高度(mm)支架中心距(mm)支护强度(MPa)重量(t)ZY4800/16/3548001.91600～350015000.805194.工作面回采方向及超前关系工作面布置除在采区采内均采用前进式，回采工作面采用后退式开采。5.采煤工作面的循环数、月进度、年进度及工作面长度。工作面的产量和效率是随着工作面长度的增加而提高，加大工作面长度不仅减少了准备和回采的工程量，而且也相对减少了端头、进刀等辅助作业时间，保证工作面安全高效；推进长度的提高，减少了搬家倒面次数，为工作面连续稳定生产创造了条件。根据《煤炭工业矿井设计规范》，结合本矿技术、管理水平等因素，确定工作面长度均为150m，工作面工作制度均为“四六制”，三班生产、一班准备。2号煤层采高1.9m，循环进度0.80m，日循环6个，月进度144m，按80%的正规循环率，年进度1382m。6.工作面回采工艺采煤机双向割煤，截深0.80m。一刀一循环，即循环进尺为0.80m，端头斜切进刀，追机作业，全部垮落法管理顶板。工作面回采工艺为：机组端头斜切进刀→采煤机割煤→移架→推移刮板输送机。7.回采率 （1）工作面回采率计算V＝Q/Qd式中：V——工作面回采率；Q——工作面总采出量，Q=L1×L2×M×97％×γ；；Qd——工作面地质储量，219098。L1——回采时作面推进长度，取583m；L2——工作面长度，150m；M——煤机割煤高度，1.9m；γ——煤的容重，1.32t/m3。则：V＝583×150×1.9×0.97×1.32/219098＝97.1％（2）采区回采率一般影响采区回采率的因素有：采区隔离煤柱损失，区段煤柱及顺槽顶煤损失，无法布置工作面开采的边角煤损失等。采区内采出的煤量与采区内工业储量的百分比称为采区回采率，根据上述因素及已确定的工作面回采率，考虑巷道煤柱回收60%后的回采率计算公式如下：采区回采率＝1－（采煤工作面损失率＋采区隔离煤柱损失率＋区段煤柱损失率＋边角煤损失率）式中：采煤工作面损失率＝1－采煤工作面回采率采区隔离煤柱损失率＝隔离煤柱面积/采区总面积区段煤柱损失率＝区段煤柱面积/区段总面积边角煤损失率＝采区内边角煤面积/采区总面积则：2号煤层一采区回采率计算为：1－〔（1－0.07）＋0.026＋0.07＋0.02〕＝85.4％从以上计算可以看出，2号煤层一采区回采率可以达到80％的政策规定目标。回采工作面主要设备见表5-1-8。 表5-1-8回采工作面主要设备一览表序号设备名称型号功率单位数量备注使用备用合计1双滚筒采煤机MG160/380-WD380台112可弯曲刮板机SGZ630/1802×90台113转载机SZB730/4040台114破碎机PEM1000×650Ⅲ55台115可伸缩胶带机SSJ800/2×402×40台116液压支架ZY4800/16/35架100101107端头支架ZY5000/20/37架6288乳化液泵站WRB200/31.5A125套112两泵-箱/套9喷雾泵站BPW315/6.345台1110单体液压支柱DZ28根1602018011π型顶梁L=3.2m根55106512注水泵5D-2/15013台22413注水钻、探水钻MYZ-20022台1114小水泵IS65-50-1604台21315调度绞车JD-11.411.4台213第二节采区布置一、采区巷道布置1.采区巷道布置根据开拓布置，在井田中部别沿4号煤层南北向平行布置胶带、轨道、回风大巷，在井田5号边界点向井田东部再布置三条大巷，巷道间距为30m，巷道保护煤柱每侧30m。轨道和回风大巷沿4号煤层顶板布置，胶带大巷沿4号煤层底板布置。胶带大巷与井底煤仓相连，轨道与井底车场相连，回风大巷与总回风巷沟通。运输顺槽直接与胶带大巷沟通，回风顺槽直接与回风大巷相连。2.采区开采顺序 工作面布置在采区内均采用前进式开采，工作面采用后退式开采方式。二、移交生产和达到设计能力时的工作面个数及生产能力计算2号煤层属于中厚煤层，达产时在井下2号煤层布置1个采煤工作面，2个综掘工作面，以满足生产能力的要求。1.生产能力（1）矿井移交生产及达到生产能力时，井下2号煤层布置一个综采工作面，工作面长度为150m，采高1.9m，掘进工作面为2个，采掘比为1：2。（2）回采工作面能力计算：工作面生产能力由下式计算：Qc=labMrΦc式中：l——工作面长度，150m；a——工作面日推进度，4.8m/d；b——年工作日，330d/a；M——工作面采高，1.9m；r——煤的容重，1.32t/m3；Φ——正规循环率，0.80；c——工作面回采率，0.95。Qc=330×150×1.9×1.32×4.8×0.95×0.80=452885t≈45.3万t掘进出煤按回采工作面生产能力的5%考虑，则:Q掘=Q采×5%=2.3万t则矿井生产能力为:Q6=Q采总+Q掘=45.3+2.3=47.6万t，满足矿井45万t/a设计生产能力要求。三、采区运输、通风、排水系统1.原煤运输系统1121工作面(可弯曲刮板输送机)→1121面运输顺槽(转载机-破碎机-带式输送机)→ 胶带大巷→井底煤仓→主斜井(带式输送机)→地面。2.材料运输系统材料：地面→副斜井→井底车场→轨道大巷→1121工作面面回风顺槽→1121回采工作面。矸石由与材料运输系统相反的方向运出。3.通风系统新鲜风流：主斜井→煤仓上口通风联络巷→胶带大巷→1121工作面运输顺槽→1121回采工作面。副斜井→井底车场→轨道大巷→1121运输顺槽→1121回采工作面。污浊风流：1121回采工作面→1121面回风顺槽→回风大巷→总回风巷→回风斜井（并联回风暗斜井）→风硐→主要通风机→地面。掘进面通风采用FBD№5.6/2×11型局部通风机。4.排水系统顺槽积水自流到大巷水沟，然后自流到采区水仓，通过采区水仓水泵排至井底水仓。采区巷道布置详见图5－2－1和剖面图5－2－2。第三节巷道掘进一、巷道断面和支护形式主斜井为已有井筒，采用半园拱断面，净宽2.8m，净断面积7.6m2，采用料石砌碹支护，厚度400mm。副斜井为已有井筒，采用半园拱断面，净宽4.0m，净断面积10.5m2，表土段采用钢筋混凝土，基岩段采用锚喷支护。回风斜井（前段刷大）净宽3.5m，净断面10.1m2，回风斜井后段和并联回风暗斜井井筒净宽均为2.0m，净断面4.6m2，料石砌碹支护，厚度400mm。胶带大巷采用矩形断面，净宽3.0m，净断面7.2m2，锚网索喷支护；轨道大巷和回风大巷均采用矩形断面，净宽4.0m，净断面10.68m2，锚网索喷支护；工作面运输顺槽采用矩形断面，净宽4.20m，净断面10.5m2，锚杆支护；工作面回风顺槽采用矩形断面，净宽 3.5m，净断面9.8m2，锚杆支护。设计巷道断面详见巷道断面图册C1117-122-01～10。二、巷道掘进进度指标根据《煤炭工业矿井设计规范》要求并结合本矿的实际情况，确定掘进指标如下：斜井刷大：100m/月；岩巷：200m/月；硐室：500m3/月大巷：300m/月；综掘顺槽：300m/月。三、掘进工作面个数、组数、掘进的机械设备矿井达产时，井下4号煤层配备1个顺槽综掘和一个大巷综掘工作面；采掘比1：2。综掘工作面各配1台EBH-132型掘进机，1台QZP－160A型转载机，1部SSJ650/2×22型带式输送机，2台JD-11.4型调度绞车，2台FBD№5.6/2×11型2×11kW局部通风机。另在掘进头各配1台MYZ-200型探水钻。掘进工作面主要设备见表5-3-1和5-3-2。表5-3-1综掘工作面主要设备一览表序号设备名称型号功率单位数量备注使用备用合计1综掘机EBH-132222台1×222胶带转载机QZP－160A7.5台1×223掘进伸缩胶带机SSJ650/2×222×22台1×224刮板输送机SGW-40T40台2×2155局部通风机FBD№5.0/2×7.52×7.5台2×2266风镐G10台2×2151.2m3/min7混凝土搅拌机安IV5.5台112混凝土喷射机HPC-V台1128m3/min8锚杆打眼机MQT-90(125)台2×2154m3/min9锚杆安装机MFC台2×2153.2m3/min10小水泵IS65-50-1604台2×226 11探水钻MYZ-20022台1×21312激光指向仪JZB-1台2×22613调度绞车JD-11.411.4台1×224四、矿井生产时采掘比例关系，矸石率的预计矿井达产时，井下共布置1个综采工作面，2个掘进工作面，采掘比为1：2。矸石率预计为3%左右。五、移交生产时的井巷工程量矿井移交和达到设计生产能力时，新增井巷工程总长度4492m，掘进总体积45802.18m3(其中硐室体积2892m3)，万吨掘进率为100m（64m3）/万吨。井巷工程量汇总表见表5-3-1。表5-3-1达产时新增井巷工程量汇总表序号井巷名称支护材料巷道长度(m)工程量(m3)铺轨长度(m)水沟(m)备注岩巷煤巷小计22kg/m30kg/m1井筒钢筋混凝土90578.7578.790刷大2井底车场及硐室混凝土锚网喷4981813.164095.15908.26303175498新掘3主要运输巷道锚网喷234123232.8423232.847712341新掘6顺槽及工作面锚杆156316082.3816082.381413新掘8合计44922391.8643410.3245802.1817169462929 第六章通风和安全第一节矿井通风条件概述一、瓦斯根据**省煤炭工业局晋煤安发〔2006〕12号文《关于太原市2005年254对煤矿矿井瓦斯等级鉴定结果的批复》，该矿2号煤层瓦斯相对涌出量为1.51m3/t，绝对涌出量为0.30m3/min。二氧化碳相对涌出量为2.71m3/t，绝对涌出量为0.54m3/min。为低瓦斯矿井。本矿煤矿瓦斯鉴定工作是按生产能力9万t/a时做的工作，本次兼并重组整合后矿井的生产能力为45万t/a，日生产能力为1364t/d，则CH4绝＝1.51×1364/1440＝1.43m3/min，其中采煤工作面绝对瓦斯涌出量为1.43×75%＝1.07m3/min，掘进工作面绝对瓦斯涌出量为1.43×25％＝0.36m3/min；CO2绝＝2.71×1364/1440＝2.57m3/min，其中采煤工作面绝对二氧化碳涌出量为2.57×75%＝1.93m3/min，掘进工作面绝对二氧化碳涌出量为2.57×25％＝0.64m3/min。为了保证矿井安全生产，建议矿方尽快补作瓦斯预测报告，为矿井建设和生产提供可靠瓦斯依据。二、煤尘据**华润煤业有限公司台城煤矿2010年8月在井下取样送**省煤炭工业局综合测试中心进行煤尘爆炸危险性测试，其结果：4号煤层火焰长度170mm，抑制煤尘最低岩粉量75%，煤尘具有爆炸性；8号煤层火焰长度＞400mm，抑制煤尘最低岩粉量85%，煤尘具有爆炸性。三、煤的自燃据**华润煤业有限公司台城煤矿2010年8月在井下取样送**省煤炭工业局综合测试中心进行煤的自燃倾向性测试，其结果：4号煤层吸氧量0.590cm3/g，自燃倾向性等级Ⅱ，为自燃煤层；8号煤层吸氧量0.68cm3/g，自燃倾向性等级Ⅱ，为自燃煤层。 据了解，整合前各煤矿开采生产中均未发生煤层自燃事故，井下无火区分布。四、地温、地压本井田未做过地温和地压这方面的测试工作，煤层开采至今未发现有地温异常和地压异常现象。据邻区资料，地温无异常现象，地温梯度也偏小,一般为1-3°/100m。井田内未发现地压异常，属于地压正常区。第二节矿井通风一、通风方式和通风系统的选择1．通风方式矿井通风方式为中央分列式，风机工作方法为机械抽出式。2．通风系统矿井采用主斜井、副斜井进风，回风斜井和并联回风暗斜井并联回风，掘进通风采用局部通风机，局部通风机工作方法为压入式的通风系统。通风系统详见插图6-2-1（容易时期）和图6-2-2（困难时期）。二、风井数目、位置、服务范围及服务时间矿井移交生产及达到设计生产能力时，布置有进风井2个，回风井2个（其中1个井口），即主斜井、副斜井位于新工业场地内，两个井筒负责进风，回风斜井和并联回风暗斜井位于北部旧工业场地，两个井筒并联回风。4个井筒均服务于全井田，服务年限同矿井服务年限，为7.5a。三、掘进通风及硐室通风1．掘进工作面通风根据矿井开拓开采的需要，共配备2个掘进工作面，均为综掘工作面。各掘进工作面均采用压入式独立通风。掘进工作面配备双风机，双电源，一用一备，自动切换。2．硐室通风井下硐室除采区变电所采用独立通风外，其余均采用新鲜风并联或扩散通风。 四、矿井风量、风压及等积孔的计算根据煤矿通风能力核定标准AQ1056-2008，矿井需要的风量按下列要求分别计算，并选取其中的最大值：1.按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需要风量的总和计算Q矿＝（ΣQ采＋ΣQ掘＋ΣQ硐＋ΣQ备＋ΣQ其他）K式中：Q矿——矿井总风量，m3/s；ΣQ采——采煤工作面实际需要风量的总和，m3/s；ΣQ掘——掘进工作面实际需要风量的总和，m3/s；ΣQ硐——独立通风的硐室实际需要风量的总和，m3/s；ΣQ备——备用工作面需风量总和，m3/min；ΣQ其他——采煤、掘进、独立通风硐室以外其他井巷需要通风风量的总和，m3/s；K——矿井通风系数，取1.20；（1）采煤工作面实际需要风量的计算每个采煤工作面实际需要风量，按工作面气象条件、瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、人员和爆破后的有害气体产生量等规定分别进行计算，取其中最大值。A.按气象条件计算Q采＝60×70%×vcf×Scf·kch·kcl式中：vcf——采煤工作面的风速，按采煤工作面进风流的温度取1.0m/s；Scf——采煤工作面的平均有效断面积，11.4m2；kch——采煤工作面采高调整系数，取1.0；kcl——采煤工作面长度调整系数，取1.1；70%——有效通风断面系数；60——为单位换算产生的系数。Q采＝60×70%×1.0×11.4×1.0×1.1＝526.7m3/min＝8.8m3/sB.按瓦斯涌出量计算 Q采＝100·qcg·kcg式中：qcg——采煤工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量，根据计算，为1.07m3/min；kcg——采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，1.4；100——按采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1％的换算系数；Q采＝100×1.07×1.4＝149.8m3/min＝2.5m3/sC.按照二氧化碳涌出量计算Q采=67·qcc·kcc式中：qcc—采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，根据计算为1.93m3/min；kcc—采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，正常生产时连续观测1个月，日最大绝对二氧化碳涌出量和月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值，取1.6；67—按采煤工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5％的换算系数。Q采＝67×1.93×1.6＝196.17m3/min＝3.3m3/sD.按工作人员数量验算Q采≥4Ncf式中：Ncf——采煤工作面同时工作的最多人数，25人；4——每人需风量，m3/min。Q采≥4×25≥100m3/min＝1.67m3/s按以上计算结果取最大值，即Q采＝8.8m3/s，取9.0m3/s。E.按风速进行验算验算最小风量：Q采≥60×0.25Scb式中：Scb——采煤工作面最大控顶有效断面积，m2，Scb＝lcb×hcf×70%＝8.0m2；lcb——采煤工作面最大控顶距，m；hcf——采煤工作面实际采高，m；0.25——采煤工作面允许的最小风速，m/s； Q采≥60×0.25×8.0＝120m3/min＝2.0m3/sb）验算最大风量：Q采≤60×4.0Scs式中：Scs——采煤工作面最小控顶有效断面积，m2，Scs＝lcs×hcf×70%＝6.9m2；lcs——采煤工作面最小控顶距，m；70%——有效通风断面系数；4.0——采煤工作面允许的最大风速，m/s；Q采≤60×4.0×6.9＝1656m3/min＝27.6m3/s满足风速要求。F.备用工作面实际需要风量，应满足瓦斯、二氧化碳、气象条件等规定计算的风量，且最少不应低于采煤工作面实际需要风量的50%。＝4.5m3/s。（2）掘进工作面实际需要风量的计算每个掘进工作面实际需要风量，应按瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、人员、爆破后的有害气体产生量以及局部通风机的实际吸风量等规定分别进行计算，然后取其中最大值。A.按照瓦斯涌出量计算Q掘＝100·qhg·khg式中：qhg——掘进工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量，根据计算，为0.36m3/min；khg——掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，1.4；100——按掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1％的换算系数；Q掘＝100×0.36×1.4＝50.4m3/min＝0.84m3/sB.按照二氧化碳涌出量计算Q掘=67·qhc·khc式中:qhc—掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量，根据计算为0.64m3/min；khc— 掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对二氧化碳出量与月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值，取1.6；67—按掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5％的换算系数。Q掘＝67×0.64×1.6＝61.4m3/min＝1.0m3/sC.按炸药量计算Q掘≥25Acf式中：Acf——掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，3kg；25——每千克一级煤矿许用炸药需风量，m3/min；Q掘≥25×3＝75m3/min＝1.25m3/sD.按局部通风机实际吸风量计算Q掘＝Qaf·I+60×0.25Shd式中：Qaf——局部通风机实际吸风量，FBD№5.0/2×7.5型局部通风机吸风量为210～160m3/min；I——掘进工作面同时通风的局部通风机台数；0.25——有瓦斯涌出的岩巷，半煤岩巷和煤巷允许的最低风速；Shd——局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，9.8m2。Q掘＝210×1＋60×0.25×9.8＝357m3/min＝5.9m3/sE.按工作人员数量验算Q掘≥4Nhf式中：Nhf——掘进工作面同时工作的最多人数，15人；4——每人需风量，m3/min。Q掘≥4×15＝60m3/min＝1m3/s按以上计算结果取最大值，即Q掘＝5.9m3/s，取6.0m3/s。F.按风速进行验算a）验算最小风量：Q掘≤60×0.25Shf＝60×0.25×9.8＝147m3/min＝2.5m3/sb）验算最大风量：Q掘≤60×4.0Shf＝60×4.0×9.8＝2352m3/min＝39.2m3/s式中：Shf——掘进工作面巷道的净断面积，9.8m2。 满足风速要求。本次设计掘进工作面2个，掘进工作面停掘不停风按2台局部通风机同时运行考虑，则：∑Q掘＝6×2×2＝24m3/s。（3）硐室需风量计算单独通风硐室：采区变电所2m3/s。∑Q硐＝2m3/s。（4）其它巷道所需风量：按实际用风地点计算：∑Q其它＝6m3/s。则：矿井总风量为Q矿＝(9+4.5+24+2+6)×1.2=54.6m3/s，取55m3/s。2.矿井风量分配根据上述计算，风量分配如下:主斜井：25m3/s；副斜井：30m3/s；回风斜井：55m3/s；综采工作面：10m3/s；备用工作面：5m3/s；掘进工作面：6×4＝24m3/s；采区变电所：3m3/s；其它：13m3/s。3.矿井通风风压及等积孔计算（1）负压计算当风量分配到用风地点后，选择矿井达产时通风最容易和最困难的两个时期通风阻力最大的风路分别进行阻力计算，其计算公式如下：H=aPLQ2/S3式中：H──矿井阻力；Pa； a──摩擦阻力系数，Ns2/m4；P──井巷净断面周长，m；L──井巷长度，m；Q──通过井巷的风量，m3/s；S──井巷净断面面积，m2。本次设计局部阻力系数为0.15。对矿井通风容易时期和困难时期分别进行阻力计算。经计算，达到设计产量时，容易时期负压1003Pa，困难时期负压1220Pa。矿井负压计算详见表6-2-1、表6-2-2。（2）等积孔计算式中：A──矿井等积孔，m2；Q──矿井风量，m3/s；h──矿井负压，Pa。经计算，通风容易时期矿井等积孔：Al＝2.07m2，矿井通风难易程度属容易；通风困难时期矿井等积孔：A2＝1.87m2，矿井通风难易程度属中等。五、通风设施、防止漏风和降低风阻的措施为保证矿井正常通风和安全生产，根据通风系统需要，必须按规定设置风门、风桥、调节风窗、密闭等通风设施。为防止漏风，通风设施要按作业规程施工，以保证其应有的作用。对矿井通风系统要经常检查，通风设施要完备齐全，对有损坏的地方要及时修补更换，风门设置应满足反风需要。为降低风阻，除设计尽量采用并联通风外，在实际生产中应避免在主要风路堆放杂物，以防风流紊乱和局部风速超限。第三节灾害预防及安全装备在生产过程中，煤矿生产必须坚持“安全第一、预防为主、综合治理”的方针，严格执行《煤矿安全规程》的有关规定，制定出相应的作业规程、操作规程及详细的安全措施。以下安全防范措施更应引起重视。 一、瓦斯灾害预防矿井瓦斯是煤矿五大自然灾害之一。低瓦斯矿井由于通风管理不善、瓦斯检测制度不严、思想麻痹等原因导致瓦斯事故的案例也是屡见不鲜。采取有效的管理和预防措施，坚决杜绝瓦斯爆炸事故的发生，采取措施如下：1．巷道布置及通风系统（1)由于大巷布置在煤层中，为减少煤层风化及减少瓦斯涌出，主要巷道采用锚网喷支护，用喷射混凝土封闭巷道周围。（2)采煤方法为综采一次采全高工艺。回采工艺为采区前进工作面后退，采用一进一回二条巷道的布置方式。各回采工作面的配风要保证风速在合理的范围内。（3)依靠强制通风是防止瓦斯积聚行之有效的方法，通风必须稳定和连续不断，使采掘工作面各作业地点和生产巷道有足够的风量、合适的风速，瓦斯浓度符合《煤矿安全规程》要求；矿井采用机械抽出式通风方式，中央分列式通风系统。在井下巷道布置上，主要大巷均布置三条，采用二进一回。巷道掘进工作面采用局部通风机进行通风。使矿井形成一个稳定、可靠的通风系统。2．防爆措施（1)严格掌握风量分配，加强通风管理，保证井下各用风地点有足够的新鲜风流。（2)矿井必须建立完善的瓦斯检查制度，建立瓦斯的个体巡回检测和连续检测的双重监测系统。（3)对废巷、停工停风的盲巷及采空区要及时封闭。（4)在采掘工作面及与其相互连接的上、下顺槽中设置瓦斯超限报警仪，监测风流中的瓦斯含量，并将信息及时传送到地面控制室。（5)必须使用安全炸药，采用水炮泥，在放炮前仔细检测瓦斯浓度，严禁违章作业。（6)必须使用防爆的机电设备，加强机电设备的检查和维修，保持良好的防爆性能，严防电器失爆。（7)接替工作面施工完，必须供风，临时停工不得停风。（8)严格控制和加强管理生产中可能引火的热源，引爆的火源。 （9)串联通风必须符合《煤矿安全规程》的规定，防止瓦斯事故的发生。（10)下井人员必须配备自救器，矿井配备足够的瓦斯检测仪器。（11)采煤机在割煤前，要检查其周围瓦斯浓度，以免割顶、底和夹矸时产生火花发生事故。（12)禁止井下及井口房使用明火、电焊及吸烟，禁止易燃物品入井，爆破器材运送、使用等必须遵守《煤矿安全规程》的规定。（13)掘进工作面做到“三专”、“风电、瓦斯电”闭锁，双风机、双电源连续供电方式，严防风筒漏风。临时停工地点不得停风，由于特殊原因停风，恢复通风时，必须制定排除瓦斯和送电的安全措施。（14)依据采掘工作面位置的变化，及时调整通风系统，对井下各种通风构筑物要及时建筑和安装，并经常维护，保持完好。（15)为防止瓦斯灾害事故扩大，回风斜井井口设防爆门和安全出口，以防冲击波毁坏风机。（16)坚持“一炮三检制”和“三人连锁”放炮制度。（17)班组长及以上管理人员、爆破工、流动电钳工下井时，必须携带便携式甲烷检测仪，佩戴瓦斯报警矿灯。3．隔爆措施由于在煤尘、瓦斯爆炸发生时，二者存在相互促进和相互作用情况，因此瓦斯隔爆措施与粉尘隔爆措施统一考虑。二、粉尘灾害预防1．防尘措施矿井采取综合防尘措施，建立完善的防尘洒水系统。对于产生煤尘的地点，设计采取了以下防尘措施： （1)通风防尘：通风防尘是稀释和排除工作地点悬浮粉尘，防止过量累积的有效措施。通风防尘要有合理的风量和风速，以排除粉尘。最低排尘风速为0.25～0.5m/s，最优排尘风速为1.5～2.0m/s。设计在各进风巷道和回风巷道风量变化较大的地方设有风速监测探头，连续检测各巷道的风速和风量，使风量在满足各用风地点需要的同时，风速控制在最优排尘风速。（2)消除落尘：定期测定风流中的粉尘量，定期清扫和冲洗巷道帮顶、支架和设备表面上的煤尘，清除转载点处的浮煤，对巷道采用石灰浆刷白。（3)井下所有煤仓和溜煤眼都应保持一定的存煤，不得放空。（4)井下带式输送机、装煤机和其它转载地点都设喷雾洒水装置或安装有捕尘器，生产中应经常进行维护，确保喷雾洒水装置和捕尘器的完好和正常工作。（5)井下煤仓、输送机、装煤机和其它转载地点都设喷雾洒水装置或安装有捕尘器，生产中应经常进行维护，确保喷雾洒水装置和捕尘器的完好和正常工作。（6)防尘用的消防洒水供水系统，设计有过滤或沉淀装置，以保证水质清洁。（7)喷雾洒水及捕尘设备指定专人管理和维护，不得任意拆除。（8)在采区回风、掘进巷道、主要回风大巷设风流净化水幕。（9)矿井的综合防尘措施及组织与管理制度，由矿长每年组织编制和实施。2．采掘工作面防尘措施（1)煤层注水；（2)喷雾洒水；（3)掘进工作面配备局部通风机和湿式除尘风机；（4)湿式作业；（5)破碎机安装有防尘罩和喷雾装置；（6)在采、掘工作面回风巷设风流净化水幕；（7)锚喷采用潮料喷浆，同时使用锚喷除尘器或气流搅拌机；（8)采掘工作面的工人应按规程规定配戴防尘帽和防尘口罩。（9)采煤机内外喷雾降尘：1)加强采煤机内外喷雾系统的管理，每天检修维护，保证喷嘴完好不堵塞。2)采煤机内外喷雾安装过滤装置。3)采煤机内外喷雾由两路φ25mm 的高压胶管从运输顺槽主干管路供水，外喷雾压力不低于1.5MPa，内喷雾压力不低于2MPa。喷雾泵布置在上运顺槽开关车附近靠工作面的一端，随开关车一起启动。如果内喷雾装置不能正常喷雾，外喷雾压力不得小于4MPa。无水或喷雾装置损坏时必须停机。（10)掘进机作业时，使用内外喷雾装置。外喷雾压力不低于1.5MPa，内喷雾压力不低于3MPa。（11)综采工作面的液压支架，在移架时引起顶煤应力变化或支架顶面与煤面摩擦产生煤尘，所以在液压支架的产尘源必须设置移架喷雾防尘装置。3．防爆措施（1)定期清洗巷壁，清扫和运出巷道中沉积的煤尘；（2)加强通风管理，控制巷道风速，以防止煤尘飞扬；（3)采取撒布岩粉；（4)井下严禁使用明火。4．隔爆措施本矿井的隔爆采用隔爆水棚。（1)主要隔爆水棚应设置在下列地点1)矿井两翼与井筒相联通的主要运输和回风大巷；2)相邻煤层之间的运输大巷和回风大巷。（2)辅助隔爆水棚应设置在下列地点1)采掘工作面进风、回风巷道；2)采区内的煤巷、半煤岩掘进巷道；3)采用独立通风、并有煤尘爆炸危险的其它巷道，隔绝与煤仓、装载点相通的巷道。三、火灾预防1.防治措施（1）加强电气设备管理，严禁明火作业，防止外源火灾发生。（2）井下设消防洒水系统。（3）及时清除易燃物品，严禁坑木等易燃物品杂乱无章堆放。 （4）清扫浮煤，及时封闭采空区，废弃巷道避免风流通过。（5）井下人员按规定配备自救器。（6）井下设有消防材料库，并有足够的消防材料，消防材料库设备明细见表6－3－1。表6－3－1井下消防材料库备用品表序号备品名称单位数量备注1ф100mm消火水龙带m100×22ф75mm消火水龙带m300×23ф52mm消火水龙带m400×24ф52mm普通消火水枪支2×25ф52mm喷雾消火水枪支2×26ф110/75mm变径管节个4×27ф75/52mm变径管节个10×28ф110mm喷嘴个6×29ф75mm喷嘴个8×210ф52mm喷嘴个14×211分流管个3×212集流管个1×213消火阀门主栓个4×214斜喷消火阀门个4×215ф110mm垫圈套10×216ф75mm垫圈套20×217ф52mm垫圈套40×218管钳子把6×219救生绳根4×2每根长20m20撬棍根2×221木锯把2×222平板锹把4×223伸缩梯副1×22410L泡沫灭火器台25×225CO2灭火器台10×2268kg干粉灭火器台10×2271211灭火器(2L)台4×228喷雾喷嘴台4×229泡沫灭火器起泡药瓶个50×230灭火岩粉kg500×231石棉毯块4×2 续表6－3－1井下消防材料库备用品表序号备品名称单位数量备注32风筒布m500×233水泥t2×234石灰t2×235ф150mm钢管m100×236ф100mm钢管m300×237ф75mm钢管m500×238ф75mm胶管m300×239ф52mm胶管m500×240ф50mm伸缩风筒m150×241接管工具套1×242ф15mm胶管m200×243ф10mm胶管m200×244安全带条5×245绳梯副2×246ф12mm镀锌钢丝绳m200×247麻袋或塑料编织袋条500×248砖m310×249砂子m32×250方木m32×251木板m35×252铁钉(2″、3″、4″)Kg20×2（7）井下使用阻燃胶带、风筒和不延燃电缆。（8）带式输送机巷安设自动报警灭火装置。（9）回采工作面上隅角、掘进工作面、瓦斯检查员、班长配备便携式一氧化碳检测报警仪。（10）对采空区进行黄泥灌浆。《煤矿安全规程》（2010版）第二百三十二条规定：“开采容易自燃和自燃的煤层时，必须对采空区、突出和冒落空洞等孔隙采取预防性灌浆等防灭火措施”。1）灌浆系统本次设计在风井场地设灌浆站，沿回风斜井、总回风巷、回风大巷、回风顺槽铺设好灌浆管道，在回采过程中，通过采空区预埋管道向采空区进行预防性灌浆，防止自燃。为防止灌浆管道阻塞，设计在材料斜巷管段的最高处和最低处设置三通，作为放空浆液或冲洗管道之用。 灌浆站：在风井场地建2个灌浆池，池深1.8m，直径2.0m，一侧设500mm×500mm×1800mm下液泵坑，池四周采用MU100机砖M75砂浆砌筑，墙体厚度370mm，池内壁采用3mm的钢板制作75×75角钢护角。2）灌浆方法设计采用随采随灌之埋管灌浆法，即在放顶前沿回风顺槽在采空区预先铺好灌浆管(一般预埋10～20m钢管)，预埋管一端通采空区，一端接胶管，胶管长一般为20～30m，灌浆随工作面的推进，用回柱绞车逐渐牵引灌浆管，牵引一定距离灌一次浆，要求工作面采空区能灌到足够的泥浆。5321461-预埋注浆管；2-高压胶管；3-灌浆管；4-回柱绞车；5-钢丝绳；6-采空区图6-2-1埋管灌浆示意图3）灌浆前疏水和灌浆后防止溃浆、透水的措施由于井田煤层为缓倾斜煤层，为防止溃浆，在轨道巷实施灌浆时，在工作面下端头设专人对灌浆的采空区进行密切观察，一旦发现泥浆流入下平巷，及时停止灌浆工作；根据现场灌浆实际情况，及时修正一次灌浆量及一次灌浆时间，按修正的一次灌浆量及一次灌浆时间进行灌浆。采空区灌浆后，泥浆中的水由下顺槽水泵排入采区水仓，经采区水仓水泵排至井底水仓。最后由主排水泵房水泵排出地面。4）灌浆参数的选择①工作制度：回采工作面在开采过程中每隔5天灌一次浆，另外，工作面采完密闭后进行灌浆，灌浆量按充填20m采空区计算。 ②灌浆所需土量Q土=K·G/V煤式中：Q土——每次灌浆所需土量，m3/d；G——矿井日产量，1364t；V煤——煤的容重，2号煤层容重1.32t/m3；K——灌浆系数，为灌浆材料的固体体积与需要灌浆的采空区容积之比,取0.05。Q土=0.05×1364/1.32=51.7m3/d③每次灌浆所需实际开采土量Q=α·Q土式中：Q——每次灌浆所需实际开采土量，m3/d；α——取土系数（考虑土壤含一定杂质和开采，运输过程中的损失）；取1.1。Q=α·Q土=1.1×51.7=56.9m3/d④灌浆泥水比的确定灌浆泥水比应根据泥浆的输送距离，煤层倾角，灌浆方式及灌浆材料和季节等因素通过试验确定，一般为1：3，冬季为l：5。⑤每次制泥浆用水量Q水1=Q·δ式中：Q水1——制备泥浆用水量，m3/d；δ——泥水比的倒数，取3。Q水1=56.9×3=170.7m3/d⑥每次灌浆用水量Q水2=K水·Q水l式中：Q水2——灌浆用水量，m3/d：K水——用于冲洗管路防止堵塞的水量备用系数，取1.1。Q水2=1.1×170.7=187.8m3/d⑦每次灌浆量 Q浆1=(Q水1+Q土)M式中：Q浆1——每次灌浆量，m3/d；M——泥浆制成率，取0.93。其余符号同前。Q浆1=(170.7+51.7)×0.93=206.8m3/d5）灌浆管路的选择A．灌浆管道预选D108×4（内径100mm）无缝钢管。B．管径计算①临界流速查：V临=1.329m/s②泥浆实际工作流速实际工作流速V>V临，灌浆管可以正常工作，故所选管径合适。③管壁厚度计算式中：δ——管壁厚度，mm；d——管道直径（内径），mm；P——管内压力，kg/cm2，P=0.11γ浆×H；γ浆——泥浆容重，t/m3，γ浆=1.182;H——井深，m，H=150m；a附——考虑管壁不均等的附加厚度，无缝钢管a附=1～2mm，焊接钢管a附=7～9mm；n——管道质量与壁厚不均的变动系数，取n=0.9；Rz——许用应力，铸铁管Rz=200kg/cm2，无缝钢管Rz=800kg/cm2； 经计算，设计选用的D108×4无缝钢管能够满足要求。C．管路铺设回采面采空区是该矿灌浆重点区域，因此，灌浆主管路应针对回采面进行铺设，其它地点的灌浆，则根据需要从主管路上分叉连接。从风井由地面灌浆站铺设一趟管路至回采面，管路铺设路线为：地面灌浆站→回风斜井→总回风巷→回风大巷→回采面回风顺槽→工作面6）对灌浆材料的要求①颗粒要小于2mm，而且细小颗粒（粘土：≤0.005mm者应占60～70％）要占大部分。②主要物理性能指标比重为：2.4～2.8t/m3，塑性指数为9～11(亚粘土)胶体混合物（按MgO含量计）为25～30％：含砂量为25～30％，（颗粒为0.5～0.25mm以下）容易脱水和具有一定的稳定性。③不含有可燃物(6)灌浆设备黄泥灌浆池布置图见图6-2-2。图6-2-2黄泥灌浆池布置图 黄泥灌浆主要设备见表6-2-1。表6-2-1黄泥灌浆设备表序号设备名称设备型号单位数量1水泵ZBA-6B台22泥浆搅拌机自制台23管路（无缝钢管）D108×4.0米160044寸胶管DN100米2005下液式泥浆泵台26供水管（软管）φ30米200（11）向采空区和煤巷顶、壁同时喷洒阻化剂，防止煤层自燃。该矿为中型矿井，煤层埋藏浅，采用喷洒阻化剂作为防止煤层自燃手段。设计中采用向采空区和煤巷顶、壁同时喷洒阻化剂的阻化防火工艺。阻化剂泵选用WJ-24型阻化剂喷射泵，阻化剂选用阻化效果较好的五水氯化钙［CaCI2(H2O)5］，阻化剂浓度为20%。考虑到阻化剂阻化周期要求，喷射阻化剂时要求必须全面覆盖巷道顶部、煤壁。向采空区喷洒阻化剂一次喷洒量按下列公式计算：V=K1K2LShAγ-1=1.2×1.32×150×1.6×0.2×0.058÷1.05=4.20(m3)式中：V——工作面一次喷洒阻化剂量，m3；K1——一次喷洒加量系数，取1.2；K2——采空区遗煤容重，t/m3，1.32；L——工作面长度，150m；S——一次喷洒宽度，按每圆班循环进度计算，为1.6m；h——顶底板遗煤厚度，m；A——吨煤吸液量，t/t；γ——阻化剂容重，t/m3。阻化剂喷洒随回采班进行，同时要求矿方在喷洒过程中，要经常性在采空区分段(10～20m)取遗煤样，每段至少取4个煤样，然后分选成小于0.6mm、0.6～5mm、5～15mm、大于15mm粒度煤样，分别送有关检测部门，检查其与10%和20%浓度阻化剂液的吸液量，从而取得适宜的阻化剂浓度。 另一方面要定期检测阻化剂阻化率，及时调整阻化剂配比及材料，以适应煤层阻燃要求，阻化率按下列公式计算：E=(A-B)×100%÷A式中：E——阻化率；A——煤样处理前在100°C时，一氧化碳放出量(ppm)；B——煤样阻化剂处理后100°C时，一氧化碳释放量(ppm)；设计要求阻化剂阻化率应在65%～85%之间。喷洒阻化剂主要设备选型：WJ-24阻化剂喷射泵2台；φ50×3.5无缝钢管，200m；DN25压力胶管，100m；调度绞车JD-11.4，2台；MC1-6A矿车，10辆；DN50闸阀，20个；Y型压力表，20个；泥浆泵3PN，4台；MYZ-200钻机，2台；喷枪，QWF-1，8个。2.监测方面的措施（1）矿井配备DMH型带式输送机硐室自动灭火系统，系统通过地面总站，对接收到的井下数据进行处理，显示测点报警信息。从而对主要运输大巷的带式输送机发火进行不同阶段监测预报。（2）在工作面设自燃发火观测点，并建立监测系统，建立自燃发火预测预报制度。（3）在井下设置KYSC-1型井下移动式火灾气体束管采样监测系统 在进、回风顺槽按一定间距布置束管采样器，采空区气体成份测定范围大约距工作面150m左右，约50m设一个测点，保持采空区内部进、回风侧各三个探头，上下顺槽同时观测。见图6－3－3。采空区开切眼停采线采空区束管采样泵束管采样点图6-3-3采空区束管布置图（4）地面色谱分析井下通过束管采样仪采样并送至地面色谱分析，分析参数主要有O2、N2、CO、CO2、CH4、C2H6、C2H4、C3H8，正常情况下，每天早班检测一次，工作面异常时，每班检测二次。（5）回采工作面上隅角、掘进工作面、瓦斯检查员、班长配备便携式一氧化碳检测报警仪。四、水灾预防矿井以往生产过程中尚未发生水害事故。随着开采面积的扩大，向深部延伸，以及降水量等自然因素变化的影响，可能使矿井涌水量增大，特别是近年来，我省降水量普遍增加，各处水害事故时有发生。故煤矿在注意井下生产的同时，还要对现采矿井采空区积水也应引起注意。并建议做好以下防范水害的工作。1．矿井开拓开采所采取的安全保证措施（1)每年汛期前必须将井口周围的导水沟渠挖好疏通，并由专人负责。（2)必须经常检查井田地表是否存在导水裂隙或其它导水通道，发现裂隙及其它导水通道，应及时将其回填封实。（3)必须随时观察井下各种涌水现象，做好常规矿井水文地质工作。 （4)必须经常了解相邻矿井开采情况，掌握其采空范围，涌(积)水情况、防止越界开采，造成巷道相互贯通，采空区积水涌入矿井，造成涌(突)水事故的发生；一旦发现煤壁发潮、有水锈等透水预兆，立即采取措施，严防突水及事故的发生。（5)井下开拓巷道尽量减少对煤层底板的破坏。（6)主水泵房通道内设置了密闭门，防止万一井下发生突水时不致危及主排水泵房。（7)对掘进工作面配备了探水钻机，遵循“预测预报、有掘必探，先探后掘、先治后采”的原则，尤其是采空区或构造附近掘进时，更应注意探放水。（8)井下配备了小水泵，用以排除巷道积水，确保良好的劳动环境。（9)采空区、井田边界均留设保安煤柱。2．探放水原则（1)采掘工作面必须坚持“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采”的原则。特别是掘进采空区附近时，要引起高度的重视，作到有掘必探，以防突水事故的发生。凡遇到下面情况都必须停止掘进，进行探水：1)掘进工作面接近含水层时(流砂层、冲积层、各种承压水的含水层、含水断层或与地面大量积水区相通的断层)；2)掘进工作面接近被淹井巷或有积水的小窑、老空；3)在边探边掘区内掘进时，掘进长度达到允许掘进长度；4)采掘工作面发现出水征兆；5)当采掘工作面接近各类防水煤柱时；6)接近可能与含水层等相通的断层破碎带时；7)接近其他可能出水地区时。（2)超前钻孔的布设1)当老空、老巷、废弃硐室等积水区的位置准确且水压不超过981kPa时，探水起点至积水区的最小距离：煤层中不得小于30m，岩层中不得小于20m。2)对矿井的积水区，不能确定其边界位置时，探水起点至推断的积水区边界的最小距离不得少于60m。 3)掘进巷道附近有断层时，探水起点至最大摆动范围预计煤柱线的最小距离不得小于20m。4)石门揭开含水层前，探水起点至含水层的最小距离不得小于20m。5)探水钻孔的直径大小由钻机规格确定，孔数不少于3个。钻孔布置成扇形，探水钻孔至少有一个中心孔，其它孔与中心孔成一定角度。（3)防止孔口被水冲破为了防止孔口被水冲破，用水泥和套管加固孔口，其长度不小于1.5～2.0m。当水压较小(294～392Pa)时，可随时用木楔封闭钻孔；当水压较大(981～1962Pa)时，可加设防喷装置，防止钻进时喷水。由于探水钻眼布置方法可分为垂直、倾斜和水平，所以防喷装置的结构也有所不同。垂直钻眼用防喷帽和防喷接头；水平和倾斜钻眼，采用盘根密封器。水压过大时，为了安全钻眼，设反压装置和防压控制装置。（4)探水时采取的安全措施：1)加强靠近探水工作面的支护，并在工作面迎头打好坚固的立柱和栏板，以预防高压水冲垮煤壁及支架；2)检查排水系统，应根据预计出水量确定是否加大排水能力，清理水沟、水仓使其畅通和起缓冲作用；3)水压较大时，探水孔要设套管，以便安装水阀控制放水量，特别危险的地区还要选择坚固地点，砌筑水闸墙；4)探水工作地点要安设电话，以便能及时与调度室和中央泵房联系。5)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。6)探水时注意事项：①探水地点要确保与相邻地区的工作地点的联系，一旦出水，要马上通知水害威胁地区的工作人员撤到安全地点。② 打钻时，要时刻观察钻孔的情况，发现煤层疏松，钻杆推进突然感到轻松或顺着钻杆流出来的水超过供水量时，都要特别注意，这些都是接近或钻入积水地点的征兆。碰到这种情况，要立即停止钻进，进行检查。如果孔内水很大，喷射较远，或者打通了其它矿井，必须马上固定钻杆，背紧探水工作面，如加固煤壁及顶底板。③探水工作面要经常检查瓦斯及其他有害气体，当瓦斯含量达1％时，必须停止钻进；达到1.5％时，必须停止工作，使其降至1％以下，方可开动机器。（5)采掘邻近煤层时，利用顺槽巷道采用探水钻向上部煤层采空区打倾斜钻孔进行探放水，只有当上部煤层采空区积水全部放空以后才可进行回采。3．探放水设备选择根据《矿井通风安全装备标准》，井下探放水钻机型号MYZ-200，数量为3台。确保做到先探后掘、有掘必探。安装钻机探水前，必须遵守下列规定：（1)加强钻场附近的巷道支护，并在工作面迎头打好坚固的立柱和栏板。（2)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。（3)在打钻地点或附近安设专用电话。（4)测量和探放水人员必须亲临现场，依据设计，确定主要探水孔的位置、方位、角度、深度以及钻孔数目。钻孔放水前，必须估计积水量，根据矿井排水能力和水仓容量，控制放水流量；放水时，必须设专人监测钻孔出水情况，测定水量、水压，做好记录。若水量突然变化，必须及时处理，并立即报告矿调度室。4.探放水措施（1)相邻矿井的分界处、采空区周围，必须留防水煤柱，严禁在各种防水煤柱中采掘。（2)井巷出水点的位置及其水量，有积水的井巷及采空区的积水范围、标高和积水量，必须绘在采掘工程平面图上。在水淹区域应标出探水线的位置，采掘到探水线位置时，必须探水前进。掘进工作面进入积水警戒线后，必须超前探放水，并在距积水实际边界20m处停止掘进，进行打钻放水，在确证积水已被基本放净后，才允许继续掘进。 （3)每次降大到暴雨时和降雨后，应及时观测井下水文变化情况，并向矿调度室报告，并及时分析原因，寻找导水通道，采取相应措施，防止水患事故发生。（4)探放老空水前，首先要分析查明老空水体的空间位置、积水量和水压。老空积水区高于探放水点位置时，只准打钻孔探放水；探放水时，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。探放水孔必须打中老空水体，并要监视放水全过程，核对放水量，直到老空水放完为止。钻孔接近老空，预计可能有瓦斯或其他有害气体涌出时，必须有瓦斯检查工或矿山救护队员在现场值班，检查空气成分。如果瓦斯或其他有害气体浓度超过《煤矿安全规程》规定时，必须立即停止钻进，切断电源，撤出人员，并报告矿调度室，及时处理。（5)钻孔放水前，必须估计积水量，根据矿井排水能力和水仓容量，控制放水流量；放水时，必须设专人监测钻孔出水情况，测定水量、水压，做好记录。若水量突然变化，必须及时处理，并立即报告矿调度室。5.防止钻孔导水的安全措施（1)为防止钻孔突水，应于年初对本年度采掘范围内所有穿越煤层顶、底板富含水层的钻孔，核查其封孔报告书或封孔资料，分析判定封孔质量。（2)对查出的封闭不良的钻孔，要建立台帐，并根据不同情况，在与采掘工作面相遇前，分别采取扫封孔、向下探水、留设隔水煤柱等措施。（3)穿过可采煤层的水文地质勘探钻孔，如煤层顶板或底板有富含水层时，对顶板导水裂隙带及其以上5～10m孔段，底板以下整个孔深，以及有可能污染水源的整个钻孔，都必须使用高标号水泥浆封孔，并须取样检查封孔质量是否合格。（4)停用或报废的钻孔，要及时封堵，并提出封孔报告。6.小窑、老窑水防治（1)矿井附近小窑及采空区积水分析采空区积水是矿井充水重要因素，如果处理不当，会造成矿井透水事故，因此当开采至采空区边界附近时，应对采空区采取探放水措施，应严格坚持“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采” 的原则，要注意对隐伏构造的揭露，同时要留足保安煤柱，防范积水涌入巷道，造成水害事故。（2)周边矿井贯通的综合防治措施在日常生产中，应查清相邻矿井的水文地质条件。加强水文地质基础工作，加强矿井水害预测预报工作，采用适合本矿井的物探、钻探、化探等先进的综合探测技术，查明矿井或采区水文地质条件；定期收集、调查核对本矿及相邻煤矿的废弃老窑情况，编制《矿井综合水文地质图》、《矿井充水性图》等基础图纸，为水害防治工作提供翔实、可靠的技术依据。同时加强掘进工作面探放水的技术管理。对小窑老空充水区、充水巷道、导水断层、强含水层、陷落柱、老钻孔等需要探放水的地区，都必须确定探水警戒线，并准确地绘制在采掘工程平面图上，开拓掘进工程到达警戒线时，必须先探后掘，严格掌握钻孔的超前距离。钻进时发现煤岩松软、片帮等异常现象时，必须停止钻进，撤离所有受水威胁的人员。探放老空积水的超前钻孔，超前距不得小于20m；严禁用煤电钻代替专用探水钻进行探放水。总而言之，一定要坚持有掘必探，先探后掘(采)的原则，一旦与周边矿井打通，退回本井田范围内20m，打永久密闭。对于邻矿的有害气体，一般采用瓦斯积聚的处理方法，如果小窑老空的有害气体浓度偏高，则必须先进行抽放，再采取相应处理方式。如果邻矿为积水区，可采用截水和堵水两种措施。在涌水的巷道中设置水闸门或水闸墙。堵水采用注浆堵水，将专门制备的浆液通过管道压入地层裂隙或孔洞，经凝结、固化后达到隔绝水源的目的。五、顶板管理1．严格控制控顶面积，使其限制在作业规程规定的范围内，必要时采取强制放顶措施。2．回采工作面初次来压、周期来压、顶板异常、在集中压力带下和回采工作面收尾时，必须制定相应的特种支护措施。3．及时支护，严格敲帮问顶制度，存在隐患时要处理后再作业。4．井下职工必须进行培训学习，贯彻规程，做到应知应会，持证上岗。5．加强顶板监测，避免冒顶事故。6．采掘工作面过地质构造时，要加强支护，保证安全。 7．工作面支架必须及时支护，架设牢固，并有防倒柱安全措施。工作面应严格按照作业规程操作。8.设计为可采煤层为5层，采掘过程中要保证上部煤层开采完毕后方可在其下部布置回采工作面，防止造成上部煤层蹬空现象。六、其它1．所有井下人员必须随身携带自救器，以便预防突发灾害。根据《煤矿安全规程》，参照《矿井通风安全装备标准》，矿井配备了通风、瓦斯、粉尘等检测仪器、仪表、设备和矿山压力及地质测量类仪表、设备。详见表6－3－3。表6－3－3矿井通风安全基本装备一览表序号名称型号单位数量备注一矿井通风检测1高速风表EY11B便携数字式个12高中速风表AFC-121个23微速风表DFA-3个14秒表块55通风干湿表DWHJ2个1自动记录6干湿温度计DHM1个4手摇、风扇式7空盒气压计DYM3个38双管水银压力表DYB3支19U型倾斜压差计AFJ-150台310皮托管AEP系列台611补偿式微压计BEY-250台212矿井通风多参数检测仪JFY台2二矿井瓦斯及其它气体检测1光学瓦斯检定器GWJ-1A台802光学瓦斯检定器GWJ-2台33瓦斯检定器校正仪GJX-2台14便携式瓦斯检测报警仪AZJ-91台805充电器CDQ-91台306瓦斯、氧气检测仪JJY-1台157瓦斯报警矿灯KSW10F（A）个1008一氧化碳检定器AT2台39风电闭锁装置FDZB-1A套210矿用隔爆型电缆硫化热补器BAR2-127/1.4台111采煤机瓦斯断电控制仪AQD-1台1三矿井粉尘检测1粉尘采样器AQF-1台32呼吸性粉尘采样器AQH-1台33矿用粉尘采样器AFQ-20A台34呼吸性粉尘测定仪ACH-1台35矿用个体粉尘采样器ACGT-2台3 续表6－3－3矿井通风安全基本装备一览表序号名称型号单位数量备注6电光分析天平TG-328A台17电热恒温干燥器QZ77-104台18掘进机除尘器JTC台2备用20％9混凝土喷射机除尘器MLC-IC台1备用50%10压风呼吸器AYH-1A、AYH-2A台各111矿井粉尘化验室天平；感量不低于0.0001g干燥器其它配套仪表及器材；气体流量计、采样器、滤膜及秒表等TG328AQZ77-104套1四矿山压力及地质测量1圆图压力记录仪YTL610台152液压支架压力下缩自记仪YSZ-1台153顶板动态仪KY-82台24顶板下沉速度报警仪DSB-1台25测枪BHS-10支26液压枕YZ系列个207钻孔油枕应力计HCZ个58超声波围岩裂隙探测仪CT-2台29光学经纬仪J2台110光学经纬仪DJK-6台511水准仪DS1台112水准仪DS3-2台213激光指向仪JTY-3台214平板仪PG3-X2台215矿山挂罗盘KL-100个316地质罗盘CKX-1个3五矿山救护类设备1过滤式自救器AZL-60A台2502自救器气密检查仪ZJ-1台33自救器专用称重仪ASC-3Z台22．井下设置安全器材硐室，按规定配备各种安全仪器和测量仪表。3．建立健全各项“操作规程”、“作业规程”及有关规章制度。 4．发爆器由专人管理负责。5．严格执行《煤矿安全规程》及国家有关法规、政策。七、避灾路线矿井投产前，应制定各种灾害的避灾路线，井下一旦发生灾害事故，应根据灾害的性质，严格按规定的避灾路线安全撤离。当井下发生瓦斯爆炸、煤尘爆炸、火灾和水灾等重大事故时，为了保证井下所有工作人员的安全撤离，井下所有巷道及交岔口处必须有醒目的避灾线路标牌，以便井下人员在救灾指挥部的统一指挥下，准确无误地安全撤离，减少不必要的人员伤亡。（1）当井下发生瓦斯、煤尘爆炸时，必须首先佩戴好自救器，位于灾害进风侧的人员，顺迎风方向组织撤离。位于灾害回风侧的人员，选择最近联络巷，进入进风侧，迎风撤离至地面。其避灾路线如下：运输顺槽→轨道大巷（胶带大巷）→副斜井（主斜井）→地面回采工作面→回风顺槽→回风大巷→总回风巷→回风斜井→地面（反风时）胶带大巷（轨道大巷）→副斜井（主斜井）→地面掘进工作面→回风大巷→总回风巷→回风斜井→地面（反风时）（2）当井下发生水灾时，要先选择标高相对高的巷道，尽快撤至地面。如水已将道路封闭，应撤至上山头保存体力，等待救援，并设法与地面取得联系。（3）当井下发生火灾时，任何人发现井下火灾时，应视火灾性质、灾区通风和瓦斯情况、立即采取一切可能的方法直接灭火、控制火势，并迅速报告矿调度室，接到报告后立即按灾害预防和处理计划，组织人员抢救灾区人员和实施灭火工作。值班调度和现场区、队、班组长依照预防和处理计划的规定，将所有可能受火灾威胁的人员及时撒离到安全地区。八、矿山救护 该矿井位于古交市镇城底镇台盘村南，行政区划隶属古交市镇城底镇管辖，。矿井主要救护任务依托太原市矿山救护大队，但由于太原市交通不畅，矿山救护大队不能保证在《规程》规定的30min内到达该矿，因此可依托西山救护大队古交中队，另外本矿设辅助救护队，救护队距离矿井10km，定员9人。辅助救护队基本装备配备见表6-3-4。辅助救护队个人基本装备配备见表6-3-5。表6-3-4辅助救护队基本装备配备表序号装备名称单位数量备注1个人最低限度技术装备套1套/人不包括企业消防服装2矿灯盏2备用3氧呼吸器台22h、4h各一台4氧气瓶个4与使用的呼吸器配套5自动苏生器台16呼吸器校验仪台27光学瓦斯检定器台210%、100%各一台8一氧化碳检定器台1检定管不少于30支9氧气检定器台110多功能气体检测仪台1检测CH4、CO、O2等11矿用电子风表套112灾区电话套113引路线m1000可用电话线代替14灾区指路器个10冷光管或灾区强光灯15红外线测温仪个1防爆16担架副1普通担架或负压担架17灭火器台28KG干粉，附件齐全，在有效期内18采气样工具套2包括球胆4个19风障块120帆布水桶个2完好，不漏水21保温毯条122液压起重器套1或起重气垫23刀锯把224铜顶斧把225两用锹把126小镐把127矿工斧把228起钉器把229瓦工工具套1 30电工工具套1续表6-3-4辅助救护队基本装备配备表31皮尺个110m32卷尺个12m33钉子包个2内装钉子各1kg34信号喇叭套1一套至少2个35绝缘手套副236救生索条1长30m，抗拉强度3000kg37探险棍个1长度不低于1.8米木棍或竹棍38充气夹板副139急救箱个140记录本本241圆珠笔支242备件袋个1表6-3-6辅助救护队个人基本装备配备表序号装备名称单位数量要求1氧气呼吸器台1×94h2自救器台1×9压缩氧3战斗服套1×9带反光标志4胶靴双1×9高度不低于35CM5手套副2×9布手套、线手套各一副6毛巾条1×97安全帽顶1×9煤矿专用,有MA标志8矿灯盏1×9便携、双光源9灯带条2×9牛皮带10背包个1×9装战斗服11联络绳根1×9长2m12氧气呼吸器工具套1×9按说明书检查13粉笔支2×9白色14温度计支1×90～100℃ 第七章提升、通风、排水和压缩空气设备第一节提升设备一、兼并重组整合前各矿的提升设备情况**华润煤业有限公司台城煤矿为单独保留矿井，兼并重组整合前正处于基建状态，无提升设备。二、主斜井提升设备本矿主斜井斜长447m，倾角α＝23°，井筒内装设一台钢绳芯带式输送机，担负矿井原煤提升任务。主斜井带式输送机计算：（布置形式见插图7-1-1）(1)设计依据矿井设计生产能力45万t/a。主斜井井筒斜长L＝447m，加上井筒外延伸部分，带式输送机斜长总计L＝475m，水平Lh＝437m，提升高度H＝185.6m。带式输送机倾角α=23°原煤粒度0～300㎜。按照《煤炭工业带式输送机工程设计规范》关于带宽的确定公式B≥2a＋0.2，取带式输送机B＝800mm。带式输送机速度V＝1.6m/s。工作制度：每年330天，提升时间16小时；原煤松散密度γ＝0.9t/m³，不均衡系数取1.15，计算小时输送量Q＝98t/h。为设备匹配，带式输送机的设计输送量取Q=120t/h。井底煤仓装备重载助力给料机GLW600型，给煤机给煤量为Q＝120～600t/h。该给料机具有20档行程调节，调节方便，对满足用户所需各种给料量的需求具有很强的可操作性。 (2)选型计算1)胶带宽度选择按照《煤炭工业带式输送机工程设计规范》关于带宽的确定公式B≥2a＋0.2，取带式输送机B＝800mm。带式输送机取带速v=1.6m/s。2)核算输送机能力由公式Q＝3600Svkγ由α＝35°查的θ＝20°S＝0.06714m2根据α＝23°，查的k＝0.73所以Q＝254t/h≥120t/h，满足要求。3)各种参数的确定初选胶带ST/S800,带强800N/mm，运量Q＝120t/h。上托辊转动部分重量：q′=11.7kg/m下托辊转动部分重量：q″=4kg/m托辊阻力系数：ω=0.035胶带每米荷重：q=Q/3.6×v=20.83kg/m胶带每米自重：q0=20.5kg/m4)运行阻力计算上分支运行阻力：F1=（q+q0+q′）ωgLh=7957N下分支运行阻力：F2=（q0+q″）ωgLh=3676N物料提升阻力：F3=qHg=37926N附加阻力F′＝F1′+F2′+F3′＋F4′①清扫阻力：F1′＝800N ②导料拦板阻力：F2′＝316N③进料处使物料加速阻力：F3′＝0.142Qv＝27ND．绕过滚筒阻力及其附加功率：F4′＝F4（1）′＋F4（2）′＋F4（3）′＋F4（4）′＝1815NF4（1）′＝0.004×78776N＝315NF4（2）′＝600NF4（3）′＝400NF4（4）′＝500NF′＝F1′+F2′+F3′＋F4′＝2958N总运行阻力：F=F1+F2+F3+F′=52517N5)电动机功率计算：传动滚筒轴功率N0＝Fｖ/1000＝52517×1.6/1000＝84kW；电动机功率：N＝N0×1.3＝109.2kW考虑重载启动，最终选用电动机功率N=160kW。6）张力计算：本带式输送机采用单滚筒驱动，滚筒包角取210°，在传动滚筒趋入点的张力S1最大，在下分支中最小张力为S3，在上分支中最小张力为S4。取α＝210°，μ＝0.3。得k1＝eαμ＝3，k2＝eαμ/eαμ-1＝1.5，k3＝1/eαμ-1＝0.5按单传动滚筒张力计算，有S1＝F×k2＝78776NS2＝S1－F＝26259NS4＝S3＝S2＋F2＝29935N下垂度验算：上胶带1%垂度要求最小张力Smin=15（q0+q）g=6082N 下胶带1%垂度要求最小张力Smin=37.5×q0×g=7541N胶带最小张力Smin=S2=26259N≥7541N，通过。校核①S4＝29.9kN，大于<运输机械设计选用手册>表6-13最小张力8kN.通过②S2＝26.3kN，大于<运输机械设计选用手册>表6-12最小张力5kN.通过③采用自动拉紧，拉紧力可调，校核S1/S2＝3≤k1通过.④胶带安全系数校核m＝800×800/78776＝8.12＞7符合要求7）带式输送机所需的逆止力矩根据公式ML=(Fst-FH)D/2其中：Fst＝gQLsina/3.6v＝37926NFH＝fL｛q′+q″+(2q0+q)cosa｝g＝4060NML=(Fst-FH)D/2=36302N.mf取0.012输送机逆止装置的额定逆止力矩M＝k2ML其中k2＝2M＝k2ML＝72604N.m8）重载小车拉紧装置F0＝S3+S4＝60kN拉紧重量Q1=60000/9.81=6116.2kg，其中拉紧小车中1603.4kg，改向滚筒重855kg，需配重锤块（6116.2－1603.4－855）/75=48.8，即49块。主斜井带式输送机规格特征见表7－1－1。 表7－1－1主斜井带式输送机规格特征表项目特征单位型号及参数运输长度（m）、坡度（°）L＝475mα＝23°带式输送机型号DTⅡ型带式输送机运输量t/h120带速m/s1.6带宽mm800输送带型号N/mmST/S800,带强800N/mm阻燃防静电钢丝绳芯电动机型号及功率YB315M2-4N=160kW一台减速器型号ZSY450-40一台液力偶合器YOTCS560一台逆止器DSN090二台制动器KZP-800二台拉紧方式自动液压拉紧方式（3）主斜井带式输送机配电及控制主斜井井口房设380V配电室一座，从矿井10kV变电所380V不同母线段分别引两回380V电源，一回路工作，另一回路备用。主要巷道带式输送机均配用一套集监测、控制、信号、通信为一体的带式输送机监控系统，为分级分布式结构，具有较高的运行可靠性和使用灵活型，显示功能强，联网方便，设有驱动滚筒打滑、堆煤、跑偏、撕裂、温度、烟雾、超速、胶带张力下降、电动机过载、电机超温等项保护功能。三、副斜井提升设备副斜井提升设备新选1部JK-3/31.5型单滚筒提升机，配YPT型10极交流变频电动机，额定功率450kW，电压10kV，额定转速589r/min。提升系统最大速度Vm=2.936m/s。选用36NAT6×7+Fc1670ZS718455型(GB/T8918-2006)钢丝绳，钢丝绳直径d=36mm。副斜井提升设备选型计算：1.设计依据（1）年生产能力An=45万t/a；（2）井筒提升斜长L1=325m，倾角α=22°；（3）提升方式：单钩串车提升，井上下均为平车场；（4）散矸容重：1.7t/m3； （5）最大班提升量：矸石25.57t/班材料20车/班；设备2次/班；保健1次/班；炸药、雷管2次/班；其它作业5次/班；最大件为液压支架，整体重量19t。（6）提升容器：提矸时采用MG1.1-6A型1t固定厢式矿车,矿车自重592kg。名义载重1000kg，最大载重1800kg，每钩3辆。下料时采用MC1-6B型材料车，矿车自重515kg；名义载重1000kg，最大载重2000kg，每钩3辆。下设备时采用MP1-6A型平板车，矿车自重464kg；名义载重1000kg，最大载重2000kg，每钩1辆。提最大件时采用20t重型平板车，自重1500kg，最大载重量为25t。每钩1辆。2.选型计算（1）钢丝绳选择：1）钢丝绳绳端荷重：提矸时：Qd=3×(1800+592)（sinα+f1cosα）=2754.87kg提最大件时：Qd=(19000+1500)（sinα+f1cosα）=7851.5kg上提物料时：Qd=3×(2000+515)（sinα+f1cosα）=2896.53kg2）钢丝绳单重提矸时：Pb=1.05kg/m 提最大件时：Pb=3.00kg/m上提物料时：Pb=1.11kg/m式中：Pb——钢丝的抗拉强度，Pb=1670MPa；m——安全系数，提物时m=6.5；Lc——钢丝绳的悬垂斜长，Lc=375m；f1——矿车与轨道的摩擦系数，f1=0.01；f2——钢丝绳与地辊及部分地板的摩擦系数，f2=0.2。选用36NAT6×7+Fc1670ZS718455型(GB/T8918-2006)钢丝绳，钢丝绳直径d=36mm，抗拉强度σB=1670MP，单位重量Pk=4.55kg/m，钢丝绳最小破断拉力总和814.2kN。3）钢丝绳的安全系数校验：提矸时：m=22.3＞6.5提最大件时：m=9.42＞6.5上提物料时：m=21.5＞6.5所选钢丝绳合适。（2）提升绞车选择1）滚筒直径DD≥80d=2880mm设计选用1部JK-3.0/31.5型单滚筒提升机，提升机参数如下：滚筒直径3.0m，滚筒宽度2.2m，滚筒个数1个，最大静张力FZ=135kN,减速比i=31.5。最大提升速度Vm=2.936m/s。机器变位重量26600kgm2。2）滚筒宽度验算 式中：ε----绳圈间隙，ε=3.0mm；钢丝绳在滚筒上缠绕2层，符合《煤矿安全规程》。3）最大静张力计算提矸时：Fj=Qd+LtPk(sinα+f2cosα)=36.3kN＜135kN提最大件时：Fj=Qd+LtPk(sinα+f2cosα)=86.3kN＜135kN下料时：Fj=Qd+LtPk(sinα+f2cosα)=37.8kN＜135kN提最大件时作用在滚筒上的静张力最大：Fj=86.3kN由以上计算可知，滚筒强度满足要求。（3）提升系统选用1套TSG-3000/20型井上固定天轮，直径3000mm，绳槽半径r=20mm，适用绳径范围35～37mm。变位质量781kg。副斜井平车场单钩串车提升系统见图7-1-2。（4）电机功率验算式中：K----电机功率备用系数，K=1.15；ηc----减速机的传动效率，ηc=0.85选用YPT型10极交流变频电动机，额定功率450kW,电压10kV，额定转速589r/min。最大转矩与额定转矩之比λ=1.8，转动惯量54kgm2。按电动机额定转速核定的最大速度Vs（5）提升系统变位质量(按提最大件计算)变位重量：提矸∑G=64480.5kg大件∑G=75880.5kg 变位质量：提矸∑m=6572.94kgs2/m大件∑m=7735.02kgs2/m（6）提升系统运动学及动力学计算副斜井单钩串车提最大件、提矸速度图、力图见图7-1-3，7-1-4。（7）电动机容量校验(按提最大件计算)等效力计算:等效时间:等效力:等效功率:电动机过载系数校验：（8）电耗计算(按提矸计算)1)一次提升的实际电耗kWh/次2）年电耗量（9）最大班提升作业时间平衡表见表7-1-2 表7-1-2副井最大班净提升时间平衡表作业名称单位数量每次数量每班次数每次时间(s)每班时间(min)备注提升矸石t25.574.866344.834.48下放设备次22344.811.4下放材料车2037344.840.23保健饭次11344.85.74雷管、炸药次22944.811.4下放速度为1m/s其　它次55344.828.73合　计23131.98=2.19h＜6h由表可知最大班作业时间为2019h＜6h，满足《煤炭工业矿井设计规范》要求。四、副井提人设备副井提人设备选用RJKY30-22/325型可摘挂抱索器架空乘人装置，驱动轮和尾轮直径1200mm，乘人间距15m，钢丝绳直径20mm，运行速度1.2m/s。配用YB2-225M-6型隔爆电动机，功率30kW，电压380V，转速980r/min。1.设计依据（1）年生产能力An=45万t/a；（2）运送距离325m，倾角α=22°；（3）最大班运送人数：68人；2.选型计算（1）主要参数及规定托轮间距：λ1=8m；吊椅间距：λ=15m；牵引钢丝绳运行速度：Vm=1.2m/s；牵引钢丝绳运行阻力系数：动力运行时取ω=0.02；制动运行时取ω′=0.015； 预选20NAT6×19S+FC1570ZS207147型钢丝绳(GB/8918-2006)，钢丝绳直径d=20mm,单位重量q0=1.47kg/m。抗拉强度σB=1570MPa,最小钢丝破断拉力总和QP=251.3kN。（2）牵引钢丝绳张力计算最小张力点的张力：Smin=Cq0g=14.42kN式中：C──钢丝绳挠度系数，C=1000。1)重上重下式中：Q1+Q2──吊椅及人员质量之和，取Q1+Q2=90kg。S3=Smin=14.42kNS4=1.01S3=14.56kNS1=S4+ω4-1=23.92kNS2=S3-ω2-3=22.84kN2)重上空下时系统运行工况最为恶劣S3=Smin=14.42kNS4=1.01S3=14.56kNS1=S4+ω4-1=23.92kNS2=S3-ω2-3=16.76kN3)重下空上S3=Smin=14.42kNS4=1.01S3=14.56kN S1=S4+ω4-1=17.12kNS2=S3-ω2-3=23.01kN4)驱动轮防滑校验重上重下：S1/S2=1.05≤eμα=2.19(μ=0.25，α=π)重上空下：S1/S2=1.43≤eμα=2.19重下空上：S2/S1=1.34≤eμα=2.19（3）主要部件选择计算1)电动机功率重上空下时系统运行工况最为恶劣，据此计算电机功率:式中：K──备用系数，取K=1.20；v──运输速度，取v=1.2m/s；η──机械传动效率，η=0.8。考虑到特殊情况下，需要增加乘坐人员密度，配用YB2-225M-6型电机，功率30kW，电压380V，转速980r/min。2)牵引钢丝绳校验钢丝绳安全系数校验：所选钢丝绳合适。3)绳轮直径驱动轮直径及尾轮直径：D≥60d=1200mm托索轮直径：D3≥15d=300mm4)牵引钢绳拉紧装置拉紧力：S=S3+S4=28.99kN 拉紧行程：L′=0.005L=1.625m取L′=5m5)驱动装置选择由N、Vm及D，选用RJKY30-22/325型可摘挂抱索器架空乘人装置，驱动轮和尾轮直径1200mm，乘人间距15m，钢丝绳直径20mm，运行速度1.2m/s。配用YB2-225M-6型隔爆电动机，功率30kW，电压380V，转速980r/min。6)人员运输时间式中：K──乘车延误系数，取K=1.20；n──乘车人数，n=74人；λ──吊椅间距，λ=15m。L──运输距离，L=325m。第二节通风设备一、设计依据1.矿井所需风量：55m3/s；2.矿井所需最大负压：1003Pa；3.矿井所需最小负压：1220Pa；4.属低瓦斯矿井。二、选型计算本矿地面无主通风设备。设计选用FBCDZ-8-№20B型轴流式风机2台，配用YBFe315L2-8型电机（功率2×110kW，电压380V），1台工作,1台备用。1.确定风机需要的风量及全压风量:Q=KlQL=57.75m3/s最大负压:Hmax=hmax+Δh=1203Pa 最小负压:Hmin=hmin+Δh=1420Pa2.选择风机根据计算的风量及负压确定选用FBCDZ-8-№20B型轴流风机2台,1台工作,1台备用。该风机风量范围为32-82m3/s，负压范围为950-2180Pa。3.确定风机工况点最大、最小网路阻力系数：风机网路特性征曲线方程：Hmax=RmaxQ2=0.361Q2Hmin=RminQ2=0.426Q2将网路特性曲线方程置于所选轴流风机性能曲线上,其交点即所求工况点：(见图7-2-1)M1：QM1=60m3/s、HM1=1299Pa、ηM1=83%、叶片安装角度42/33°；M2：QM2=58m3/s、HM2=1433Pa、ηM2=85%、叶片安装角度42/33°。4.电动机功率计算后期：前期：选用YBFe315L2-8型电机,功率2×110kW,电压380V,转速740r/min。5.年耗电量的计算吨煤电耗: 三、反风措施矿井反风采用风机反转反风方式。第三节排水设备一、主排水设备本矿井下无主排水设备。设计选用MD25-30×6耐磨型水泵3台，配用30kW电机。正常和最大涌水时1台工作,1台备用,1台检修。1.设计依据（1）矿井正常涌水量QH=15m3/h，涌水天数300d；（2）矿井最大涌水量Qm=19m3/h，涌水天数65d；（3）副斜井斜长325m，倾角22°；排水垂高122m.（4）矿井水容重：γ=1.02t/m3；（5）PH=7。2.选型计算（1）水泵的选型计算1）正常涌水时水泵必须的排水能力QB=1.2QH=18m3/h2）最大涌水时水泵必须的排水能力QBm=1.2Qm=22.8m3/h3）水泵扬程估算HB=K(Hp+Hx)=158.75m（2）水泵的型式、级数及总台数的确定根据计算Q1和H1及矿井水质，经分析比较，初选3台MD25-30型耐磨离心泵,该型水泵额定流量30m3/h，一级额定扬程30m，必需汽蚀余量为2.2m。i=Hg/Hi=5.29∴取i=6选用MD25-30× 6耐磨型水泵3台，正常和最大涌水时1台工作、1台备用、1台检修。（3）管路的选择计算排水管直径计算:排水管采用Φ83×3.5型无缝钢管，内径76mm。吸水管采用Φ108×4型无缝钢管，内径100mm。井下主水泵房位于副斜井井井底车场附近，排水管沿泵房、管子道、副斜井井筒敷设2趟至地面水处理站。正常和最大涌水时,1趟管路工作，1趟管路备用。（4）排水管流速计算∈(1.5～2.2m/s)（5）吸水管流速的计算∈(0.8～1.5m/s)（6）管路阻力损失的计算排水管流动阻力损失为:吸水管流动阻力损失为:前期输水管路流动总阻力损失的计算：后期输水管路流动总阻力损失的计算： （7）水泵工作点的确定前期：H=HSY+RQ2=127+0.033Q2后期：H=HSY+RQ2=127+0.056Q2将该管路特性曲线方程置于所选用泵的性能曲线上可得水泵工况点:(见图7-3-1)前期M：Qm=30m3/h,Hm=156.7m,ηm=61%后期M1：Qm1=27.5m3/h,Hm1=169.4m,ηm1=62%（8）校验计算(按后期计算)1）排水时间校验正常涌水时水泵每天工作小时数(1台水泵工作)：最大涌水时水泵每天工作小时数(1台水泵工作):2）流速验算排水管流速计算(按前期计算)∈(1.5～2.2m/s)吸水管流速的计算∈(0.8～1.5m/s)3）吸水高度校验(按前期校验) Hst——水泵的最大允许吸上真空高度。Hst=10.3-(NPSH)M=6.81mHw——水泵安装地点的大气压力水头，Hw=8.96m。故吸水高度采用5.0m。（9）电动机容量计算前期：后期：选用配套YB2-225M-2型电机,功率30kW，电压660V,转速2950r/min。（10）耗电量计算1）电耗量计算2）吨煤排水电耗3）吨水百米电耗井下主排水泵房排水系统见图7-3-2。二、采区排水设备设计选用MD46-30×5耐磨型水泵3台，配37kW电动机。正常和最大涌水时1台工作、1台备用、1台检修。1.设计依据 (1)采区正常涌水量QH=6m3/h，涌水天数300d；(2)采区最大涌水量Qm=8m3/h，涌水天数65d；(3)排水斜长680m，排水垂高108m。(4)矿井水容重：γ=1.02t/m3；(5)PH=7。2.选型计算（1）水泵的选型计算1）正常涌水时水泵必须的排水能力QB=1.2QH=7.2m3/h2）最大涌水时水泵必须的排水能力QBm=1.2Qm=9.6m3/h3）水泵扬程估算HB=K(Hp+Hx)=141.25m（2）水泵的型式、级数及总台数的确定根据计算QB和HB及矿井水质，经分析比较，初选3台MD46-30型耐磨离心泵,该型水泵额定流量46m3/h，一级额定扬程30m，必需汽蚀余量为3.0m。i=HB/H1=4.7取i=5选用MD46-30×5耐磨型水泵3台，正常和最大涌水时1台工作、1台备用、1台检修。（3）管路的选择计算排水管直径计算:排水管采用Φ108×4型无缝钢管，内径100mm。吸水管采用Φ133×4.5型无缝钢管，内径124mm。采区排水管沿泵房、采区轨道巷敷设2趟至井底水仓。正常涌水时, 1趟管路工作，1趟管路备用。最大涌水时,2趟管路同时工作。（4）排水管流速计算∈(1.5～2.2m/s)（5）吸水管流速的计算∈(0.8～1.5m/s)（6）管路阻力损失的计算排水管流动阻力损失为:吸水管流动阻力损失为:前期输水管路流动总阻力损失的计算：后期输水管路流动总阻力损失的计算：（7）水泵工作点的确定前期：H=HSY+RQ2=113+0.015Q2后期：H=HSY+RQ2=113+0.025Q2将该管路特性曲线方程置于所选用泵的性能曲线上可得水泵工况点:(见图7-3-3)前期M：Qm=47m3/h,Hm=146.1m,ηm=69%，NPSHm=2.2m 后期M1：Qm1=45m3/h,Hm1=163.6m,ηm1=70%，NPSHm1=2.1m（8）校验计算(按后期计算)1）排水时间校验正常涌水时水泵每天工作小时数(1台水泵工作)：＜20h最大涌水时水泵每天工作小时数(1台水泵工作):＜20h2）流速验算排水管流速计算(按前期计算)∈(1.5～2.2m/s)吸水管流速的计算∈(0.8～1.5m/s)3）吸水高度校验(按前期校验)Hst——水泵的最大允许吸上真空高度。Hst=10.3-(NPSH)M=8.10mHw——水泵安装地点的大气压力水头，Hw=9.188m。故吸水高度采用5.0m合适。（9）电动机容量计算前期： 后期：选用配套YB2-225M-2型电机,功率37kW，电压660V,转速2950r/min。（10）耗电量计算1）电耗量计算2）吨煤排水电耗3）吨水百米电耗第四节压缩空气设备一、设计依据1.风动工具种类和使用数量表7-4-1风动工具种类和使用数量用气类别工作台数每台耗气量(m3/min)工作压力(MPa)总耗气量(m3/min)混凝土喷射机180.58锚杆打眼机140.54锚杆安装机13.20.53.2风镐11.20.51.2压气管道从主斜井井筒敷设至井下采掘工作面，最远供气距离约1800m。2.压风供氧人数的确定最大班下井人数74人。其中回采工作面20人，掘进工作面10人，其他44人。 二、选型计算1.压缩机必须的供气量（1）按风动工具需气量:Q=α1α2r∑miqik=19.0m3/mim式中：α1──管网全长的漏气系数，取α1=1.15；α2──考虑风动机械磨损，耗气量增加的系数，取α2=1.15；r──海拔高度修正系数，r=1.134；mi──同型号风动机械在一个班内使用的台数，见表7-4-1；qi──风动机械的额定耗气量，见表7-4-1；k──同型号风动机械同时使用系数，取k=1.0。（2）按供氧人数需气量:Q2=α2γ〔(20+10)×0.3+44×0.1〕=18.6m3/mim式中：α2—管道漏风系数，α2=1.15；γ—海拔高度修正系数，r=1.134。2.压缩机必须的出口压力（1）按风动工具计算P=Pp+∑△Pi+0.1=0.676MPa式中：Pp──所使用的各种风动机械中，所需要的最大工作压力，Pp=0.50MPa；∑△Pi──最远一路管道各段压力损失之和，可按每km管长压力损失0.03～0.06MPa计算,设计取每km管长压力损失0.04MPa。最远一路管长按1800m计算。（2）按压风自救装置计算根据压风自救装置系统，压气源压力为0.3～0.7MPa，设计取0.4MPa计算 P=Pp+∑△Pi+0.1=0.576MPa3.压缩机的选择根据压缩机供气量和出口压力，选用3台OGLC110A-20/0.75型风冷螺杆空气压缩机。1台工作，2台备用。发生灾难时,2台同时工作，1台备用向井下被困人员供气。其供气量：20.0m3/min、供气压力：0.75MPa。电机为Y型，功率110kW，380V。4.压气管道的选择（1）管径的选择干管选用Φ108×4型无缝钢管；支管选用Φ83×4型无缝钢管。（2）验算管道压力损失Pp+0.1=0.6MPaPH-△Pi＞Pp+0.1，满足要求。5.压缩机年电耗 第八章地面生产系统第一节煤质及其用途一、煤质1．物理性质和煤岩特征井田内主要可采煤层为2、3、4、8、9号煤层，宏观煤岩类型以半光亮型和半暗型、暗淡型煤为主，光亮型煤和混合类型次之，具层状构造，玻璃光泽，参差状断口，节理不发育，现将其显微煤岩类型及组分含量分述如下：1、2、3号煤层：以暗亮型和亮暗煤型为主，过渡组分比较多，镜质组和半镜质组的含量之和低于其它煤层，矿物含量中等，以粘土为主，分布不均匀，多以小颗粒，小块充填于各有机组分裂隙间。2、4号煤层：以亮暗煤型和混和矿物暗煤为主，半镜质组、丝炭组和粘土常常混杂在一起，矿物含量高，呈分散状，以粘土为主。3、8号煤层：以亮煤型为主，镜质组和半镜质组含量80～85%，在丝炭化、半丝炭化物质上，可以见到少量植物组织的原始结构，如胞腔、细胞壁等，矿物含量较小，除粘土外，尚含有结核状的黄铁矿，但其横向变化大，个别钻孔竟达7～8%。4、9号煤层：其特点是各种显微煤岩类型都占一定的，过渡组分多，有机组分之间的充填、胶结和混杂现象十分明显，矿物较多，以粘土为主，并有一部分黄铁矿、粘土呈散状，充填于有机组分之间或黄铁矿溻杂在一起。而黄铁矿多呈小晶粒状与粘土混杂，对煤的洗选有一定影响，镜质组和半镜质组含量达70～85%，丝质组个别含量较高，一般<10%，属暗亮煤型。2.煤的化学性质和工艺性能根据马兰精查勘探报告煤质资料及井田内见煤点煤样化验资料，对井田各可采煤层的化学性质和工艺性能评述如下，（详见表8-1）：1.2、3号煤层 水分（Mad）原煤:0.65%灰分（Ad）原煤:　11.74～37.79%，平均18.66%浮煤：3.37～11.44%，平均6.05%；挥发分（Vdaf）原煤:　15.62～33.79%，平均25.89%浮煤：11.12～36.37%，平均25.76%全硫（St.d）原煤：　0.29～2.97%，平均1.23%浮煤：　0.34～1.31%，平均0.68%胶质层（Y）为32-45mm;按《煤炭质量分级》（GB/T15224—2004）标准炼焦用煤浮煤分级，2、3号煤层属特低－中灰、特低－中高硫煤。2．4号煤层：水分(Mad)：原煤0.29～0.32%，平均0.31%，浮煤0.73～0.77%，平均0.75%；挥发分(Vdaf)：原煤27.05～27.09%，平均27.07%，浮煤25.24～25.34%，平均25.29%；灰分(Ad)：原煤18.64～19.88%，平均19.26%，浮煤9.23～9.39%，平均9.31%；硫分(St.d)：原煤0.60～0.62%，平均0.61%，浮煤0.61～0.62%，平均0.62%，；发热量(Qgr.d)：原煤27.88～28.14MJ/kg，平均28.01MJ/kg，浮煤31.78～31.80MJ/kg，平均31.29MJ/kg；胶质层最大厚度（Y）：浮煤19mm；粘结指数（GR.I）:73～75，平均74；按《煤炭质量分级》（GB/T15224—2004）标准炼焦用煤浮煤分级，4号煤层属特低灰、低硫分煤。3．8号煤层 水分(Mad)：原煤0.30～0.42%，平均0.36%，浮煤0.76～0.77%，平均0.77%；挥发分(Vdaf)：原煤26.62～27.00%，平均26.81%，浮煤25.79～25.95%，平均25.90%；灰分(Ad)：原煤11.00～12.41%，平均11.71%，浮煤7.92～8.25%，平均8.03%；硫分(St.d)：原煤1.45～1.52%，平均1.49%，浮煤1.40～1.50%，平均1.47%；发热量(Qgr.d)：原煤31.04～31.63MJ/kg，平均31.34MJ/kg，浮煤32.87～32.95MJ/kg，平均32.92MJ/kg，胶质层最大厚度（Y）：浮煤28mm；粘结指数（GR.I）:94；按《煤炭质量分级》（GB/T15224—2004）标准炼焦用煤浮煤分级，8号煤层属特低灰、中高硫分煤。4．9号煤层灰分（Ad）　原煤:11.63～26.70%，平均25.67%浮煤：4.06～11.21%，平均6.89%；挥发分（Vdaf）原煤:　10.05～30.86%，平均23.93%浮煤：19.07～29.71%，平均22.43%全硫（St.d）原煤：0.55～1.76%，平均1.46%浮煤：0.47～1.02%，平均0.91%磷（Pd）浮煤：0.001～0.0621%，平均0.0115%　胶质层（Y）为32-35mm;按《煤炭质量分级》（GB/T15224—2004）标准炼焦用煤浮煤分级，9号煤层属特低灰-中灰、低硫分-中硫分煤。 西沟窑2号煤层铁箱试验成果表表8-3工业分析Mad(%)Ad(%)Vdaf(%)St.d(%)Y(mm)气孔率41.80%小转鼓100转后〉40mm72.8原煤0.759.1128.121.62总裂纹率（cm/cm2）0.1407<10mm6.3浮煤0.765.0427.690.8029焦炭筛分结果〉40mm91.1%小转鼓225转后〉40mm61.0装炉煤6.905.8527.60<25mm4.2%<10mm11.4二、煤的可选性及工业用途据《**省太原西山煤田古交矿区马兰勘探区精查地质报告》资料，9号煤层为中等可选，2、8号煤层为较难选，02、4号煤层为难选。浮煤回收率除4号煤层为中等外，其余煤层均为良等。按照《中国煤炭分类国家标准》（GB5751－86），以浮煤挥发分（Vdaf）、粘结指数（GR.I）和胶质层最大厚度（Y）为主要划分指标，并参考区域煤类分布规律，确定井田4号煤层为焦煤，2、3、8、9号煤层均为肥煤，可作为炼焦用煤。第二节煤的加工根据煤质、煤的用途及业主要求，本矿出井的原煤在筛分拣矸车间通过YAH2160圆振动筛分级，将原煤分成+50mm，-50mm两级，+50mm级经手选带式输送机人工拣矸后，与筛下-50mm级原煤混合通过上仓带式输送机运至原煤全封闭储煤场，汽车装车外运。第三节生产系统一、主井生产系统本矿主井地面生产系统工艺流程：井下原煤经过仓下给煤机给至主斜井带式输送机，主斜井带式输送机将煤提升至地面主井井口房后，运至筛分拣矸车间。筛分拣矸车间振动筛选用圆振动筛将原煤分级为+50mm及-50mm 以下2种粒级的原煤，+50mm级经手选带式输送机将矸石拣出，和筛下-50mm级原煤混合后进入转载带式输送机运至原煤全封闭储煤场，储煤场容量约9600t，可满足矿井7天的产量，转载带式输送机上设电动双侧犁式卸料器，装载机装汽车，电子静态汽车衡计量外运销售。筛分间手拣的+50mm矸石，由溜槽直接排弃到筛分间外落地，装载机装汽车排弃到排矸场地。在全封闭储煤场及煤尘较多的地方设置喷雾洒水系统，防止煤尘污染，达到环保要求。地面生产系统主要设备的选型计算：传动滚筒轴功率：N0＝（K1Lhv+K2LhQ+0.00273QH）K3K4+ΣN′式中：K1Lhv――输送带及托辊转动部分运转功率，kW；K2LhQ――物料水平运输功率，kW；0.00273QH――物料垂直提升功率，kW；Lh――输送机水平投影长度，m；H――输送机垂直提升高度，m；K1――空载运行功率系数；K2――物料水平运行功率系数；K3――附加功率系数；K4――卸料车功率系数，无卸料车时取1；N′――导料栏板长度超过3米时的附加功率。电动机功率计算：N＝N0／η式中：η――总传动效率，胶面传动滚筒取0.9。经验算，地面生产系统主要设备见明细表8-3-1。地面生产系统机械设备联系图插图8-3-1。表8—3—1地面系统主要设备明细 序号设备名称规格型号数量1重载助力给料机GLW600型1台2主斜井带式输送机Q=120t/hB=800mmL=475mv=1.6m/sα=23°N=160kW1台3圆振动筛YAH2160F＝12.6m2φ＝50mmYB200L—4N=30kW1台4手选带式输送机TDS2型B=1000mmL=15mQ=120~150t/hN=5.5kW1台5转载带式输送机Q=120t/hB=800mmLh=101.2mv=1.6m/sα=9°N=22kW1台6双侧犁式卸料器DTF型4台7静态电子汽车衡最大称量100t1台二、副井生产系统矿井副井井口设平车场，井口车场为两股道，井口设7°坡。井口出井线上装设挡车器，入井线上装设阻车器，井筒内安设一组常闭式ZDC30-1.5型斜井防跑车装置以防止脱钩、断绳和误操作等原因而使矿车滑入井筒，造成意外事故。并设有地面窄轨运输系统，副斜井井口平车场与地面各辅助设施（坑木加工房、机修车间、材料库等）之间的运输。通过地面窄轨铁路（轨距为600mm，轨型为30kg/m）选用JK-3/31.5型单滚筒提升机提升各种材料车、设备平板车、矿车等运输。三、矸石排放系统矿井矸石由井下掘进矸石及地面手选矸石两部分组成，年排矸量约13～15kt。1、井下掘进矸石经副斜井单钩串车提升出井后轨道运输至高位翻车机房，通过高位翻车机卸载后由汽车运至临时排矸场。2、地面手选矸石直接由装载机装汽车排弃到临时排矸场地。临时排矸场地位于矿井工业场地西南侧一黄土冲沟里，该沟深壁陡，是理想的排矸场地，为保证安全，在场地上游修筑拦水坝并且延地势在矸石场地的底部中央修筑排洪涵洞。设计采用汽车排矸，排矸场地总用地面积0.5ha，经计算，该场地可满足服务年限7a。矸石由沟底堆起，对矸石场喷洒石灰水，推土机将矸石推平，推至4.0m左右，进行碾压，洒石灰水，复盖0.5m厚黄土，往复循环，最后填满此沟后，在矸石上复盖0.8m厚黄土，种植耐早易活树种绿化环境。 第四节辅助设施一、矿井机电设备维修车间及综采设备库1.机电修理车间承担全矿机电设备的日常检修和维护任务。本设计所配备的主要设备及厂房面积，均满足设计规范要求。机电修理车间设机加、电修联合车间及综采、铆焊、锻造、矿车修理联合车间。主要加工设备有：金属切削机床5台，锻压机械4台，电焊机3台，矿车修理专用设备4台。机修车间利用原有建筑，面积为27×7.5=202.5m2。2.综采设备库机修车间、综采设备库联合建筑总建筑面积为42×18=756m2。综采设备库配备一台20t桥式起重机。二、坑木加工房坑木加工房主要承担矿井坑木加工任务，配备的主要设备及厂房面积，均按设计规范选取。厂房建筑面积为18×12=216m2，主要设备有：木工圆锯机φ9001台木工圆锯机φ6301台移动式截锯机φ8001台万能刃磨机1台三、煤样室及化验室本次设计不考虑设置煤样室和化验室，煤样及化验工作可委托当地相关部门协作承担。 第九章地面运输第一节概况1.地区交通运输现状该井田位于古交市镇城底镇台盘村南，行政区划隶属古交市镇城底镇管辖，其井田地理坐标为：东经111°59′54″～112°08′56″；北纬37°54′01″～37°54′53″。井田距太佳公路约1.5km，距镇城底铁路专用线约6km，与太佳公路之间有简易公路相连，交通运输便利，交通较为便利。（详见交通位置图1—1—1）2.煤炭外运方式该矿设计生产能力为45万t/a，属中型矿井，所生产煤炭主要附近焦化厂炼焦用煤。运距较短，故采用公路运输方式是合理的。运输车辆由社会力量承担。3.设计采用的原始资料（1）**煤炭地质公司2007年5月提交的《**省古交市台城煤焦有限公司资源整合矿井地质报告》及批复和评审意见。（2）建设单位提供之“矿井地质地形图”（1：5000）。第二节场外公路1.进场公路工业场地进场公路主要从工业场地北侧的太佳公路引入。进场公路长约3.5km，现有路面为泥结碎石路面，设计对现有公路进行改造，设计路面宽7.0m，路基宽9.0m，改造后能够满足兼并重组整合后矿井煤炭外运的需要。路面结构为：4cm厚细粒式沥青混凝土高级面层；25cm厚水泥碎石稳定层；25cm厚天然砂砾垫层；素土夯实密实度＞93％。2.风井公路风井场地位于矿井工业场地北侧约300m处 ，进场公路的东侧山沟里，风井公路与矿井工业场地的进场公里接入，线路全长约150m。路面结构按山岭重丘四级公路设计，路面宽3.5m，路基宽4.5m，为泥结碎石路面。3.火药库及矸石场地公路临时排矸场地位于矿井工业场地西南侧的山沟里，距矿井工业场地约500m。火药库场地位于矿井工业场地东南侧的山沟里，距副井工业场地约600m。排矸及火药库公路（部分路段共用）由矿井工业场地接入，线路全长0.8km，路面结构同风井公路。表9－2－1矿井场外公路技术特征表序号项目名称单位数量路面特征1进场公路km3.5路面宽9.0m，路基宽12.0m，沥青混凝土高级路面。2风井公路km0.15路面宽3.5m，路基宽4.5m，泥结碎石路面。3排矸及火药库公路km0.8路面宽3.5m，路基宽4.5m，泥结碎石路面。 第十章总平面布置及防洪排涝第一节概况一、地形地貌本井田位于吕梁山脉东侧，属中低山侵蚀地貌，沟谷发育，山梁上一般为第三、第四系黄土覆盖，沟谷两则有基岩出露，井田地势总体为西南高，东北低，最高点位于井田西南部山脊，标高为1378.7m，最低点位于井田东北部，沟谷中，标高为1189.20m，最大相对高差约192.50m。二、交通位置井田距太佳公路约1.5km，距镇城底铁路专用线约6km，与太佳公路之间有简易公路相连，交通运输便利，交通较为便利。三、气候条件井田地处黄土高原，气候干燥，昼夜温差大，春冬多风，夏季多雨，属温带大陆性气候。据古交市气象统计资料，该区主要气象特征如下：年平均气温为9.6°，一般7月份气温最高，平均为17.2℃，1月份气温最低，平均为-3.7℃。年平均降雨量426.1mm，多集中在7、8、9三个月，占全年降水量的60%以上。年平均蒸发量为2093.8mm，为年平均降水量的近5倍。结霜期为10月上旬至次年4月中旬，全年无霜期120～180天。冰冻期为10月下旬至次年3月下旬，最大冻土深度0.80m。年主导风向为西北风，年平均风速2.5m/s，全年7级以上大风平均天数为25天。四、水系河谷本区属黄河流域汾河水系。井田内无大的河流和地表积水，井田内沟谷纵横、冲沟发育，各大小沟谷平时干涸无水，只在雨季时才汇集洪水沿沟排泄，区域内较大河流有屯兰河及原平河，两河均由南西流向北东，经屯兰勘探区后注入汾河。 五、地震古交市位于华北地震区**地震带中部隆起区，新构造运动较强烈，据历史记载，古交地区中、小地震活动频繁，几乎每年都有地震发生，但震级均较小，最大仅2.9级，一般不会造成较大灾害，据GB50011-2001《建筑防震设计规范》，本区地震动峰值加速度为0.15g，对应的地震基本烈度为Ⅶ度。设计所采用的原始资料如下：1．**煤炭地质公司2007年5月提交的《**省古交市台城煤焦有限公司资源整合矿井地质报告》及批复和评审意见。2．.建设单位提供之“矿井工业场地实测地形图”（1：500）。3．主、副井口坐标(见表10－1－1)：表10-1-1井口坐标表序号井筒名称井筒名称主斜井副斜井回风斜井并联回风暗斜井1井口坐标北京54坐标系纬距X41979784198010.7564198570.73经距Y1958843019588483.72819588586.84西安80坐标系纬距X4198026.2904198059.0464198522.440经距Y19588500.07019588553.79819588516.780标高(Z)+1233.53+1237.418+1192.384．相关专业资料；5．设计委托书。第二节平面布置一、平面布置的主要原则1．本矿井为资源兼并重组整合矿井，应充分利用场地内已有建（构）筑物和设施，并尽量减少资源整合工程施工对生产的影响。2．根据建（构）筑物的功能特点和使用要求，进行合理的分区布置，减少相互干扰和影响。 3．在满足生产使用、防火、卫生、安全要求的前提下，尽量采用联合建筑和多层建筑，做到平面布置紧凑合理，节约用地。4．场内道路布置尽量顺畅、短捷，满足交通运输和消防的要求，并尽量避免人流和货物的交叉；5．考虑风向和朝向，赃物区尽量布置在主导风向的下风侧，减少对场区的污染；6．符合现有规程和规范的有关规定。二、平面布置现有工业场地内设施有机修间、器材库、办公室、单设宿舍等。依据井田开拓、地面运输的要求，本着节约用地的原则，本次设计利用该矿主斜井、副斜井及工业场地。利用原古交市台城煤焦有限公司工业场地（包括2个井筒）作为回风井场地。立足于对现有工业场地的改造。具体设计如下：工业场地布置划分为三个功能区，即生产区、辅助生产区和行政福利区。生产区位于矿井工业场地西南部，主要布置有主斜井井口房、筛分破碎间、带式输送机栈桥、全封闭原煤储煤场、地磅等。（全部新建）辅助生产区位于矿井工业场地的东南部，布置有副斜井井口房、副斜井提升机房、矿井修理车间（利用已有）、综采设备库、器材库（利用已有）、消防材料库及岩粉库联建、木材加工房及支护材料场、油脂库（利用已有）等。行政福利生活区位于矿井工业场地的北部，主要设置有办公楼、单身宿舍（利用已有）、车库、食堂等。灯房、浴室及任务交待室联合建筑位于副斜井的西北侧，便于人员上下井。其它相关配套设施主要是依据自身的特点和使用要求进行分散布置，矿井10kV变电所设置矿井工业场地南部，位于矿井工业场地边沿，便于进出线且靠近负荷中心；锅炉房设置在矿井工业场地中西部，地势较低，便于回水且靠近负荷中心；井下水处理站设置在副斜井南侧，主要设有调节池、综合净化间和清水池（位于主斜井的东南侧）等，设置在副井井口处，管线距离短；生活污水处理站设置在矿井工业场地东北部靠近行政办公福利区且地势比较低的地方，污水处理后便于排放。 矿井工业场地整体设计布局比较合理，功能分区明确，互不干扰；场地布置集中紧凑；道路顺畅，人流、货流互不影响，利于生产、方便生活。三、场内各种露天场地的确定1.矿井修理车间和器材库（棚）根据规范要求，矿井修理车间及综采设备库联合建筑和器材库（棚）周围应有装卸、临时堆存、检验或维修操作场地。考虑到场地比较拥挤，修理车间和器材库（棚）周围露天场地面积按厂房建筑面积的2.0倍考虑即露天场地面积为2100m2。2.支护材料场支护材料场总占地面积＝坑木、坑木代用材料、砂、石等占地面积+木材加工房占地面积：即S总＝S堆+S建式中：S总——支护材料场总占地面积；S堆——堆场占地面积；S建——木材加工房建筑面积；S堆——8×1.36×30＝327.27m2；式中：8——每m3坑木堆放面积（m2）；1.36——每日坑木消耗量（m3/d）按1m3/kt计；30——坑木储存日期（d）；S建＝12×9＝108m2；所以S总＝S堆+S建＝327.27+108＝435.27m2。四、工业场地绿化及美化设施合理的场区绿化，可以净化空气，消减粉尘烟气和噪声，调节气温和湿度，改善环境，还可以作为人流、货流和露天堆场的界限，从而达到美化环境、改善劳动条件、保护职工身心健康，提高工效之目的。 根据工业总平面布置的特点，场区绿化美化的重点放在场区入口的道路两侧，每侧各植一行乔木，一行灌木，乔木可选择垂柳或国槐，灌木可选择丁香或玫瑰。在储煤场周围，应该种植一些枝叶茂密，防尘效果好的高大乔木，如新疆杨配合垂柳；在办公楼前可设置花坛，种植适合当地生长的花木；在场内其它道路两侧可种植杜松和垂柳；在闲散空地上可种植草皮和灌木丛，如紫花苜蓿、披碱草、玫瑰、丁香等。矿井工业场地绿化占地总面积为8200.0m2，绿化系数为20%。矿井工业场地总平面布置图见图10－2－1。矿井工业场地占地面积及技术经济指标见表10－2－1。表10－2－1主井工业场地占地面积及技术经济指标序号项目名称单位数量备注1工业场地占地面积ha4.50折合67.5亩2围墙内占地面积ha4.20其中：建（构）筑物占地面积m25500.0各种专用场地占地面积m26845.0道路、广场、人行道及水沟占地面积m213700.0窄轨铁路占地面积m2264.0绿化占地面积m28200.03建筑系数%13.14场地利用系数%65.275绿化系数%206填方万方9.67挖方万方5.4第三节竖向设计及场内排水一、竖向布置1.竖向布置的原则（1）在保证防洪排涝要求的前提下，竖向布置应满足建（构）筑物之间的生产联系和对高程的要求，为场内外运输、排水和装卸作业创造良好的条件。（2）充分利用地形、地物，合理确定场地的竖向布置形式和平场标高，力求土石方工程量和人工支挡构筑物的工程量最少。 2.竖向布置形式和平场方式矿井工业场地位于井田西部的一黄土冲沟里，地形坡度虽较大，根据地形条件，采用两个台阶布置。平场方式按双向斜坡型，场地整平坡度按5‰考虑。3.井口及主要建（构）筑物标高的确定主斜井井口标高为1233.530m，副斜井井口标高为1237.418m。第一台阶标高约1233.50～1235.00m，主要设置主斜井井口房及空气加热室副井井口房及空气加热室、副井提升机房、空气压缩机站、矿井10kV变电所、机修车间、综采设备及器材库、消防材料库岩粉库、油脂库、井下水处理站、调度楼、灯房、浴室及任务交接室等建构筑物；第二台阶标高约1228.00～1231.50m，主要设置筛分车间、皮带栈桥及全封闭储煤场、地磅房、办公楼、食堂、车库、单身宿舍、生活水供水二级泵站以及生活污水处理站、坑木加工房、锅炉房以及门卫值班室等。工业场地内最大挖方高度为25m，最大填方高度为18.0m。场内边坡的稳定主要采用挡墙和浆砌片石护坡相结合，挖方边坡1：0.75，填方边坡1：1.5。二、场内排水场内排水系统采用漫流和排水明沟（局部地段加盖板）相结合。沿场地道路设排水沟，场内雨水汇入排水沟后，部分流入场内的排洪涵洞内，其余直接排出场外。排水沟断面采用矩形，断面为0.5m（深）×0.4m（宽），采用M7.5水泥砂浆和MU20片石砌筑。第四节场内运输一、运输方式的确定场内运输物品主要是支护材料（坑木、砂石、坑木代用材料）、建筑器材、机电设备和矸石，运输量不大。以道路和窄轨铁路解决运输、交通和消防。考虑坑木和小型设备器材装卸的需要，选用2台电瓶叉车，型号为CPD15型。二、窄轨铁路布置场内窄轨铁路主要与副井相联系。 1.排矸线路矸石出井后经地面窄轨运至翻车机，装汽车外运至临时排矸场地排弃。2.坑木、材料和设备运输线路在支护材料场、器材库（棚）和矿井修理车间露天场地内设窄轨铁路，担负坑木、坑木代用品、砂、石、器材和设备的运输。窄轨铁路的技术标准为：600mm轨距，30kg/m钢轨，窄轨铁路的最小曲线半径9.0m，线路长度为264.0m。三、场内道路场内道路主要承担材料和设备的运输，并兼顾人员交通和消防通道。场内道路采用公路型道路，主干道路面宽7.0m，路基宽9.0m，次要道路路面宽4.5m，路基宽6.0m，采用沥青混凝土路面。路面结构为：4cm厚细粒式沥青混凝土高级面层；25cm厚水泥碎石稳定层；25cm厚天然砂砾垫层；素土夯实密实度＞93％。场内道路最小转弯半径8.0m，最大坡度3.0%，线路总长度为910.0m，其中：主干道450.00m，次要道路长460.0m。线密度为216.67m/ha。第五节矿井其它工业场地布置一、风井工业场地风井场地位于矿井工业场地北侧约300m处，占地0.5ha，场地内主要设置回风斜井、通风机房、配电室及值班室和黄泥灌浆站等，场地平场标高为1192.380m风井公路与矿井工业场地的进场公里接入，线路全长约150m。二、排矸场地临时排矸场地位于矿井工业场地西南侧一黄土冲沟里，该沟深壁陡，是理想的排矸场地，为保证安全，在场地上游修筑拦水坝并且延地势在矸石场地的底部中央修筑排洪涵洞。设计采用汽车排矸，排矸场地总用地面积0.5ha，经计算，该场地可满足服务年限7a。矸石填埋应遵循一层矸一层土的方法，分层夯埋，平面夯实系数≥0.7。最后在矸石场地平整后，表面覆土700mm，最后可用于绿化或耕地。 三、爆炸材料库原爆炸材料库位于矿井工业场地内，不符合规范要求。本次设计拟在矿井工业场地东南侧600m处的山沟里新建一爆炸材料库，占地0.5ha，必须经当地公安部门比准后方可建设。四、矿井占地面积矿井总的占地面积9.8ha。其中矿井工业场地占地4.5ha（围墙内工业场地占地4.2ha），风井场地占地0.5ha，矸石场地0.5ha。地面火药库场地0.5ha，进场公路占地面积3.2ha，风井公路占地0.1ha，火药库和排矸公路占地面积0.5ha。第六节管线综合布置一、管线种类工业场地工程管线包括有给水管、排水管、热力管、污水管；照明线、通信线及动力线等。二、布置原则1.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。2.合理选择管线的敷设方式及其路径。3.管线尽量成直线布置，以减少工程量及投资。4.尽量减少管线间及管线与道路的交叉，当交叉时，宜为直角。5.尽量避开高填，深挖和地质不良地段。三、敷设方式给水管、排水管采用地下直埋；电力线则采用架空；电缆线采用地下直埋或电缆沟的方式。 第七节防洪排涝一、井田内河流情况本区属黄河流域汾河水系。井田内无大的河流和地表积水，井田内沟谷纵横、冲沟发育，各大小沟谷平时干涸无水，只在雨季时才汇集洪水沿沟排泄，区域内较大河流有屯兰河及原平河，两河均由南西流向北东，经屯兰勘探区后注入汾河。二、防洪设计标准本矿井改造后，设计生产能力为45万t/a，属中型矿井，井口和工业场地的防洪设计标准（重现期）按100a考虑，300a校核。三、防洪排涝措施主斜井井口标高为＋1233.530m，副斜井井口标高为＋1237.418m，回风斜井井井口标高为＋1192.380m，井田内无大的河流和地表积水，井田内沟谷纵横、冲沟发育，各大小沟谷平时干涸无水，只在雨季时才汇集洪水沿沟排泄。据矿方及地质部门调查，历年井口位置最高洪水位标高低于最低井口10m，再加上地形坡度大，洪水排泄畅通，所以一般情况下，井口及工业厂区不会被洪水淹没。为确保井口和工业场地不受洪水威胁，在矿井工业场中部南北走向及东部东西方向修筑了排洪涵洞。在矿井工业场地东侧及西侧修筑了截水沟，将山坡雨水和洪水引出场外，最后排入下游沟中。 第十一章电气第一节供电电源该矿现有两回10kV电源，一回引自镇城底220kV变电所10kV母线，导线型号为LGJ-185，输电距离为5km，另一回引自梭峪35kV变电所10kV母线段，导线型号为LGJ-185，输电距离为5km。兼并重组整合后矿井生产能力增大，设备负荷相应增加，本次设计利用现有的10kV供电线路进行计算后能满足本矿现有设备的供电能力。本矿设计为双回路供电，一回路电源引自镇城底220kV变电站10kV电源侧，架空线为：LGJ－185，距离L=5km。所内现有2台三绕组变压器，其容量均为40MVA，变压器负荷率为50%左右，另一回路电源引自梭峪35kV变电站10kV电源侧，架空线为：LGJ－185，距离L=5km。所内现有2台双绕组变压器，其容量均为20MVA，变压器负荷率为50%左右，电源能够满足。两回线路均采用LGJ－185mm2钢芯铝铰线，两回电源线路；一回工作，一回(带电)备用，当任一回路发生故障停止供电时，另一回路能保证矿井全部负荷供电。矿井供电电源地理位置接线见图11－1－1。第二节电力负荷矿井工业场地10kV变电站电力负荷计算:矿井用电设备总台数：114台矿井用电设备工作台数：97台矿井用电设备总容量：4256kW矿井用电设备工作容量：3571kW矿井10kV侧有功计算负荷：2480kW 矿井10kV侧无功计算负荷：2371kVar矿井10kV侧视在计算负荷：3430.5kVA矿井10kV自然功率因数：0.7210kV母线补偿用电容器容量：1800kVar补偿后10kV侧有功计算负荷：2479.5kW补偿后10kV侧无功计算负荷：570.7kVar补偿后10kV侧荷视在计算负荷：2544.4kVA补偿后矿井功率因数：0.97全矿年耗电量：1094×104kW·h吨煤电耗：24.3kW·h矿井电力负荷统计详见表11-2-1。变压器选择见表11-2-2。第三节送变电一、矿井供电系统的技术特征在矿井工业场地现有一座10kV变电所，一回10kV电源引自镇城底220kV变电站的10kV母线段，导线型号为LGJ-185mm2，输电距离约5km，电压降4.3%；另一回10kV电源引自梭峪35kV变电站的10kV母线段，导线型号为LGJ-185mm2，输电距离约5km，电压降4.3%。两回线路采用混凝土杆架设。当其中任一回路电源发生故障停止运行时，另一回仍能保证矿井全部负荷用电。电压等级：矿井地面为10kV、0.4kV、0.23kV；井下为10kV、1.14kV、0.69kV、127V。二、矿井送电线路的技术特征两条电源线路的设计采用气象条件的组合见表11-3-1。 表11-3-1计算气象条件组合序号气象条件气温(℃)风速(m/s)冰厚(mm)1最高气温+40002最低气温-20003年平均气温+10004最大风、无冰-52505覆冰、相应风-51056内部过电压+101507大气过电压+151008安装情况-10100根据本矿的最终用电负荷、线路长度、允许电压损失等条件并结合矿井供电规划，两回10kV线路导线型号均为LGJ-185mm2。本次设计对两回10kV供电电源线路进行验算。1.按经济电流密度校验导线截面，计算线路的最大正常工作电流：经济电流密度选：J=0.9镇城底220kV变电站10kV线路选用LGJ-185mm2；梭峪35kV变电站的10kV线路选用LGJ-185mm2。2.按全线电压损失校验导线截面：（1）1#、2#进线负荷矩计算（2）1#、2#进线电压损失计算查10kV架空线路单位负荷距时的电压损失百分数，得LGJ-185，当cosφ=0.9时，△u%=0.354%，则 故两回电源均可满足矿井正常生产用电的要求。三、地面变电所1.主接线方式及主要设备选型工业场地南部现有一座10kV变电所，所内设有10kV两级高压配电装置及0.38kV低压侧配电装置。10kV有两回电源进线，为确保矿井供电可靠性，10kV及0.38kV系统均采用单母线分段接线方式，具有接线操作简便、调度检修灵活、投资省、占地面积小的优点。工业场地10kV变电所一层布置，10kV高压配电装置及0.38kV低压侧配电装置均为室内布置。该所内设S9—1000/1010/0.4kV变压器2台(变压器室内布置)，2台变压器一台工作，一台备用，担负工业场地低压负荷用电。10kV配电装置选用KYN28－12(Z)型手抽式高压开关柜柜，内设真空断路器，永磁操作机构，380V配电装置选用GCS低压配电柜。上述产品性能好，操作方便，母线为封闭式，从而提高了供电的可靠性及安全性。2.所用电及操作电源变电所采用直流操作。直流电源为220V铅酸蓄电池，选用1套微机控制免维修铅酸蓄电池直流电源屏成套装置，容量为100Ah，其交流电源由接在两段10kV母线上的高压开关柜内的50kVA所用变压器供给，两个电源互为备用。3.防雷接地变电所内设有防止直接雷击及雷电波侵入的保护设施。直接雷击保护采用30m高避雷针3支。在变电所的10kV母线上装设阀型避雷器，以防止雷电波侵入对电气设备的破坏。由于高压开关柜内设有真空断路器，容易产生操作过电压，因此，每台真空断路器均配用APBHY5CZ1型过电压保护器，用以防止内部过电压对电气设备的损坏。在变电所内设有以水平接地极为主的环形接地网，接地网外缘闭合，内敷水平均压带，其接地电阻不大于1Ω。 四、短路电流计算因两个供电电源的短路参数均未提供，设镇城底220kV变电站、梭峪35kV变电站母线短路容量为无穷大，按短路电流计算基准容量为100MVA进行短路电流计算。经计算，最大运行方式下，工业场地10kV变电所10kV母线的最大三相短路容量为42MVA，380V母线的最大三相短路容量为16.6MVA，井下主变电所10kV母线的最大三相短路容量为41.8MVA。最小运行方式下，工业场地10kV变电所10kV母线的最大三相短路容量为5.5MVA，380V母线的最大三相短路容量为18.4MVA，井下主变电所10kV母线的最大三相短路容量为54MVA。短路电流计算见图11－3－1，计算结果见表11-3-1。表11－3－1最大运行方式下短路电流计算结果一览表短路点短路参数三相短路电流两相短路电流冲击电流有效冲击电流短路容量位置代号kAkA值kAkAMVA最小运行方式工业场地10kV变电所10kV母线d12.332.013.545.9442工业场地10kV变电所380V母线d22420.7826.1644.1616.6井下主变电所10kV母线d32.31.993.495.8641.8最大运行方式工业场地10kV变电所10kV母线d13.032.624.67.7255工业场地10kV变电所380V母线d226.62328.9948.918.4井下主变电所10kV母线d32.972.574.57.57541.主要电气设备选择KYN28-12（Z）型金属铠装移开式封闭开关设备主要技术特征序号项目单位技术特征所在母线短路点计算值比较1额定工作电压kV10d1点10kV2最高工作电压kV1210.5kV3最大额定电流A20004额定开断电流kA31.5＜31.55额定短路关合电流（峰值）kA80＜806额定短时耐受电流（4s）kA31.5＜31.57额定峰值耐受电流kA80＜808防护等级外壳IP4X9外形尺寸（长×宽×高）mm800×1500×2350 根据以上供配电主要技术特征和计算的短路电流，经验算，工业场地10kV变电所、井下主变电所、井下采区变电所等10kV变配电设备，其内配置的10kV电气元件，其额定电流、遮断电流均满足设计要求，同时满足短路时动、热稳定要求。经热稳定验算，设计要求10kV电缆（铜芯）的最小截面不得小于35mm2；经动稳定验算，设计要求电流互感器最小变比不得小于35/5。2．继电保护及自动装置本变电所的二次设备采用GCSAS变电站综合自动化装置，完成变电站的监控及保护功能，同时向上级调度单位提供变电站运行状况信息，完成远动系统RTV(远方终端单元)功能。所设保护分述如下：(1)10kV馈出线路均设有选择性的检漏保护装置；(2)10kV下井线路设电流速断、过电流和接地保护；(3)10kV电容器柜设过电流、过电压、接地保护；(4)地面变压器设速断、过电流、差动、二次侧接地保护。为提高矿井用电功率因数，减少电能损耗，提高电气设备利用率，设计在矿井10kV变电所10kV母线侧采用两组SAVDC有级调压式动态无功功率补偿装置进行补偿,补偿容量1800kvar。分别接在两段10kV母线上，每段母线容量按900kvar配置。为室内、外成套装置。3.单相接地电容电流的限制随着井下回采、掘进工作面的推进，设备搬迁后井下10kV网络随之发生变动，本矿单相接地电容电流也要随之发生变化。经计算，在按照本设计移交生产时，本矿10kV网络（含10kV电源线路）的单相接地电容电流为4.128A。第四节地面供电一、地面配电系统矿井地面高压配电系统采用放射式，采用10kV供电，低压配电系统采用TN-C-S系统，动照合一，配电方式以树干式和放射式为主，个别距供电点远，彼此相近、容量较小的用电设备采用链式配电。 矿井工业场地10kV变电所以双回10kV向井下主变电所、副井绞车房及主通风机房提供电源，以一回10kV向生活区10kV户外组合变电站及机修车间高压成套试验设备供电，所内设有2台S9-1100/10、10/0.4kV、1000kVA动力变压器，以两回0.38kV向地面主井带式输送机、空压机、地面生产系统、主、副井空气加热室、调度楼、换热站、锅炉房、生活供水系统、井下水处理站、生活污水系统、矿灯房、办公楼等一、二类负荷提供两回380V电源，地面电压等级：10kV、380V、220V，供配电系统的防雷及接地均按规程、规范要求设置。在副斜井井口房设10kV配电点，所内设有KYN28-12（Z）型高压真空开关柜8台，高压开关柜内配置真空断路器（真空接触器），保护与监测采用微机型综合保护装置。两回10kV电源分别引自10kV变电所10kV不同母线段，采用YJV223×50mm2型铜芯交联聚乙烯绝缘钢带铠装聚氯乙烯护套电力电缆，长度～100m，该配电点为副斜井绞车提供10kV电源。.配电系统的防雷及接地均按规程、规范要求设置。在筛分楼设1座配电室，两回0.4kV电源分别引自工业场地10kV配电所0.4kV不同母线段。低压配电装置选用GCS低压配电柜。生产系统设备相互闭锁，实现顺煤流停车，逆煤流开车。生产系统采用集中控制。机修间内设ZDS-3-630/630-3多电压试验电源成套装置一套，其中试验变压器向1140V、660V及380V设备提供试验电源；所内还设有1台S9-200/10、10/0.4kV、200kVA动力变压器，为机修车间、综采设备库、坑木加工房、室、内外照明等负荷提供380V电源。生活区10kV户外组合变电站以380V电压向办公楼、单身宿舍楼、联合建筑等供电。主通风机为双回路供电，设计在通风机旁建一座10kV配电室，两回10kV电源分别引自10kV变电所10kV不同母线段，采用LJ3×50mm2型铝绞线架空敷设，长度～800m，所内设有2台S9-315/10、10/0.4kV、315kVA动力变压器，为主通风机及各附属设备、控制、操作及场地照明等380/220V低压负荷提供电源。通风机的值班控制室与配电室联建，在值班控制室设风机监测装置一套。工业场区内不设架空线路，电缆集中段采用电缆沟敷设，支线段采用直埋敷设。 二、工业场地及建筑物照明工业场地建筑物照明系统采用动照合一方式，工业场地的道路设路灯照明，由矿井工业场地10kV变电所低压配电室供电，照明电压为220V。矿灯选用KSSLM(M)型双光源矿灯。在潮湿、高温、腐蚀性介质和粉尘较大的车间及住宅，采用带漏电保护的照明开关，为节能和满足作业要求，场地的室内外照明优先选用节能型光源和高效灯具。场地室外照明线路均采用电缆直埋的敷设方式。室外照明灯具选用高压钠灯，由设在变电所的光电自动控制器控制；厂房、车间选用工厂灯照明，办公楼、调度室等地采用荧光灯和白炽灯照明，各建筑物照明均引自各自的配电箱。10kV变电所主控室、10kV配电室、0.4kV配电室及主通风机房、提升机房、压缩空气机站、矿调度室及生产系统走廊、锅炉房等一些重要场所设事故应急照明。检修照明电源电压采用36V。三、建筑物防雷与接地保护根据规范要求，厂区内高于15m之建(构)筑物均设防雷保护，采用在建(构)筑物上装设避雷带实现。10kV变电所、爆炸材料库及锅炉房烟囱设避雷针保护。低压配电系统采用TN-C-S系统，在建筑物进户处应做总等电位联络或重复接地。电气装置的金属外壳均应做保护接地。手持式移动设备和照明配电系统中的插座回路应装设带漏电保护的断路器。第五节井下供配电本次设计井下采用10kV供电。一、井下负荷及井筒电缆选择井下总负荷为：有功功率1135kW，无功功率为1145kVAR。本矿在副斜井井底建主变电所一座，设2回路10kV下井线路，根据井下最终用电负荷、经济电流密度、线路长度、允许电压损失等条件计算，两回下井电缆采用MYJV22-8.7/103×95mm2长500m 煤矿用交联聚乙烯绝缘钢带铠装聚氯乙烯护套电力缆，电压降0.38%。经主斜井敷设至井下主变电所。两回电缆截面根据井下负荷，经计算确定；两回电源电缆除保证供电质量外，当任一回电源电缆停止运行时，另一回仍可满足其所带全部负荷用电。采用电缆卡子或电缆桥架沿井筒两侧敷设，高度应大于2.5m，应敷设在发生事故时不易砸坏的场所或增设电缆沟槽、隔墙以防砸坏电缆避免机械损伤。二、井下变电所接线方式及设备选型井下主变电所，与井下主排水泵房联合布置。两回10kV电源引自地面10kV变电所10kV不同母线段，井下主变电所10kV、0.69kV母线采用单母线分段供电方式。井下主变电所设KBSG-400/1010/0.69kV矿用隔爆型干式变压器2台，10kV选用PBG-10矿用隔爆型高压真空配电装置；660V选用KBZ矿用隔爆型真空馈电开关(带选择性漏电保护)。井下电压等级为10kV，1.14kV、660V，电钻及照明用电为127V。三、井下高、低压配电系统，接地及固定照明1.井下高、低压配电系统（1）主变电所在井下主变电所内设置的9台PBG-10型矿用隔爆型高压真空配电装置，分别以两回10kV向采区变电所提供电源；所内设置的两台KBSG—400/10/0.69kV矿用隔爆型干式变压器；为主排水泵、运输大巷、轨道大巷及井底设备提供660V动力和照明电源。各掘进工作面的局部通风机均采用双电源供电。根据安全规程要求，对掘进工作面的局部通风机采用三专（专用变压器、专用开关、专用线路）供电，因此，在采区变电所内设两台KBSG—T100/1010/0.69kV100kVA矿用隔爆型干式变压器作为局扇专用变压器。（2）采区变电所采区变电所的两回电源电缆引自井下主变电所10kV不同母线段，选用MYJV22－8.7/103×70煤矿用交联聚乙烯绝缘钢带铠装聚氯乙烯护套电力缆。所内装有10台PBG－10型矿用隔爆型高压配电装置，负责向设置在所内的两台矿用隔爆型干式变压器（KBSG－T500/1010/0.69kV）、两台局部通风机专用变压器（KBSG－T100/10 10/0.69kV）、回采工作面的矿用隔爆型移动变电站（KBSGZY-8000/10/1.2kV）、（KBSGZY-315/10/1.2kV））、顺槽掘进工作面（KBSGZY-630/10/0.69kV））及大巷掘进工作面（KBSGZY-630/10/0.69kV））、各提供10kV电源；所内设置的KBZ和QBZ型矿用隔爆型真空馈电开关，为工作面运输顺槽、工作面回风顺槽、采区水泵等提供660V动力和照明电源。另外，各层各掘进工作面局部通风机实现双电源供电，两回660V电源由设置在采区变电所的2台KBSG-100/1010/0.69kV型矿用隔爆干式变压器提供660V专用电源；实现各掘进工作面正常工作的局部通风机“三专两闭锁”的供电；并通过QBZ-4×80型矿用隔爆型双电源自动切换装置对局部通风机实现双电源自动切换，保证局部通风机连续可靠运行。井下凡是电动机容量在40kW以上（含40kW）的用电设备设计选用QBZ型矿用隔爆真空电磁起动器；40kW以下的设备选用BQD型矿用隔爆磁力起动器；煤电钻选用ZBX-4/660型矿用隔爆电钻变压器综合保护装置以127V供电。2.检漏及接地井下供电网络为中性点不接地系统。由地面变电所至井底车场主变电所的电缆线路上均设有零序电流互感器和相应的漏电保护装置；井底车场主变电所及采区变电所的高压出线回路上装有高压漏电保护装置；主变电所及采区变电所至移动变电站的10kV线路的漏电和绝缘检测，由MYPJ-8.7/10矿用移动金属屏蔽监视型橡套软电缆，通过PBG-10矿用隔爆型高压真空配电装置内的检漏保护和绝缘监视保护装置实现。井下低压馈电线路上均装设有选择性的检漏保护装置。由上述装置对井下电网的绝缘状况进行连续检测，当电缆线路发生故障时，可及时切断电源，以保证矿井安全生产。在井底水泵房的主、副水仓中各设一组3000×500×5mm主接地极，有固定设备的硐室、采区变电所、移动变压器、高低压配电点及高压动力电缆铠装电缆接线线盒等地均设局部接地极。所有电气设备的保护接地装置(包括电缆的铠装、接地芯线等)和局部接地装置，均同主接地极相连接，以形成总接地网，其接地电阻不大于2Ω。3.井下照明 在各机电硐室、井底车场、运输大巷、运输顺槽等处均设有固定照明装置，照明灯具采用EXJ-18/27、127V18W矿用隔爆型节能荧光灯；采煤工作面采用KBY-62型自移支架隔爆型荧光灯照明。为保证井下照明安全，选用保护齐全的ZBX型矿用隔爆照明变压器综合保护装置供给127V照明电源。第六节监控与计算机管理系统一、安全生产监控系统为保障矿井安全、高效生产，保证设备的正常运行，提高调度管理水平和经济效益，本次设计选用1套KJ95N型环境安全监测及生产监控系统。该系统满足AQ6201-2006《煤矿安全监控系统通用技术要求》。KJ95N系统属两级分布式结构，由监控主机及其外设、传输接口、井上分站、传感器和信号电缆等组成，系统可对瓦斯、风速、负压、烟雾、温度、煤位、水位、流量、电压、电流等井下参数及局部通风机的开停、主要风门的开闭状况进行连续监测，对掘进工作面实现风电瓦斯闭锁，此外还对固定设备，采掘设备、供电系统等的开停工况、馈电开关状况及其它相关参数进行连续监测。系统的控制分为两级，第一级为就地控制，如分站根据事先设定好的断电瓦斯报警限值，实现超限就地控制，也可根据规范要求组成风电瓦斯闭锁并独立工作；第二级为通过键盘或鼠标通过地面主机实现远距离控制，在需要对井下设备进行远距离控制时，主机半控制命令与分站巡检信号一起传给分站，再由分站输出传给运动设备。监控主机对接收到的实时信息进行处理和存盘，并将各种生产过程模拟量、测量参数表及各种参数的实时和历史曲线进行显示或打印相关报表。系统分别在综采工作面、顺槽掘进工作面、大巷掘进工作面、主变电所、采区变电所、主井井底、地面通风机房共设置分站7台；并在各相关地点设置相应的传感器和远动开关。在综合办公楼内设置信息中心，装设安全生产监控系统主机、UPS1打印机、调试电话等设备。传感器设置情况如下：1.回采工作面传感器选型及配置 在回采工作面设置甲烷传感器(1个)、一氧化碳传感器（1个），尽量在靠近工作面的回风巷设置(小于等于10m)，甲烷传感器应布置在巷道的上方，并应不影响人、车通行，安装维护方便。一氧化碳传感器应垂直悬挂，距顶板(顶梁)不得大于300mm，距巷道侧壁不得小于200mm；在回采工作面上隅角设置甲烷传感器(1个)，其位置距巷帮和老塘侧充填带均不大于800mm，距顶板不大于300mm；在回采工作面的回风流中各设有甲烷传感器（1个）、风速传感器（1个）、一氧化碳传感器（1个）、温度传感器（1个），风速传感器安装在巷道前后10m内无分支风流，无拐弯，断面无变化，能准确计算通风断面的地点；在采煤机上安装机载式甲烷断电仪(1个)。2.掘进工作面传感器选型及配置在掘进工作面设置甲烷传感器(1个)，尽量在靠近工作面设置(小于等于5m)；在局部通风机的风筒末端装设风筒开关传感器；在掘进工作面进风处设有局部开停传感器。在掘进工作面的回风流中设有甲烷传感器(1个)(距巷道口10-15m)。在综掘机上安装机载式甲烷断电仪(1个)。3.其它地点传感器选型及配置⑴在回风井与回风大巷相交处及工作面回风顺槽口设测风站，在测风站中设有甲烷传感器、风速传感器和一氧化碳传感器各1个。⑵在回风井主通风机风硐内设负压传感器和风速传感器各1个,在主通风机供电电缆上设开停传感器4个。⑶在回风巷中对主要风门状态进行监测，共设有4个风门传感器。⑷对主要机电设备，如主通风机、局部通风机开停进行监测，设有开停传感器。⑸对由矿井监控系统、甲烷断电仪等监控的馈电开关,起动器的工作状态进行监测,共设有8个馈电开关传感器，馈电传感器接在被控设备开关的负荷侧。⑹在井底煤仓上下分别设煤位传感器，在煤仓上方设甲烷传感器。⑺主变电所和采区变电所设温度传感器。温度传感器的报警温度为340C；采煤工作面设温度传感器。温度传感器的报警温度为300C。⑻在带式输送机滚筒下风测10-15m设烟雾传感器。详见监控分站及传感器配备表11-1-1，备用量见表11-1-2。 表11-1-1监控分站及传感器配置表分站名称设置地点配接传感器类型型号单位数量地面主通风机房分站KJF16B地面主通风机房甲烷传感器KGJ16台1风速传感器KGF3台2负压传感器KGY3台1风门传感器KGE22台2设备开停传感器KGT15台4一氧化碳传感器KG9021台1中央变电所及水泵房分站KJF16B中央变电所及水泵房设备开停传感器KGT15台3水位传感器KGU9台2电流传感器KGD5台2电压传感器KGD5台2温度传感器KDW5台1馈电传感器KGT23台2采区水泵房分站KJF16B采区泵房变电所温度传感器KDW5台1回风顺槽掘进工作面分站KJF16B回风顺槽掘进工作面馈电传感器KGT23台1甲烷传感器KGJ16台2机载式甲烷传感器DJB4台1设备开停传感器KGT15台4风筒开关传感器KGV6台1烟雾传感器KGN5台1一氧化碳传感器KG9021台1温度传感器KDW5台1断电器DJ4台1运输顺槽掘进工作面分站KJF16B运输顺槽掘进工作面馈电传感器KGT23台1甲烷传感器KGJ16台2机载式甲烷传感器DJB4台1设备开停传感器KGT15台4风筒开关传感器KGV6台1烟雾传感器KGN5台1一氧化碳传感器KG9021台1温度传感器KDW5台1断电器DJ4台1回采工作面分站KJF16B回采工作面馈电传感器KGT23台4甲烷传感器KGJ16台3机载式甲烷传感器DJB4台1风速传感器KGF3台1烟雾传感器KGN5台1一氧化碳传感器KG9021台1风门传感器KGE22台2温度传感器KDW5台1断电器DJ4台2主井井底分站KJF16B主井井底设备开停传感器KGT15台1煤位传感器KGW台2烟雾传感器KGN5台1一氧化碳传感器KG9021台1甲烷传感器KGJ16台1合计台72 表11-1-2传感器的备量表序号名称型号单位数量备注实用备用小计1甲烷传感器KGJ16台9211机载式甲烷传感器DJB4台3142风速传感器KGF3台3143负压传感器KGY3台1124风门传感器KGE22台4265设备开停状态传感器KGT15台163196馈电传感器KGT23台82107水位传感器KGU9台2138电流传感器KGD5台2139电压传感器KGD5台21312风筒开关传感器KGV6台21313煤位传感器KGU5B台21314烟雾传感器KGN5台41516温度传感器KDW5台41517一氧化碳传感器KG9021台62820断电器DJ4台415合计台722294二、矿井自动化地面生产系统采用以PLC可编程控制器为核心的控制系统。系统可实现集中控制和就地手动控制，就地手动控制方式用于调试与检修。集中控制又可实现集中自动控制与集中手动控制两种方式。集中自动控制沿所选流程逆煤流方向依次延时起车，顺煤流方向依次延时停车，各设备之间相互闭锁，具有就地禁起和起车预告功能，故障时自动发出声光报警。生产系统内配置2台工控机，作为生产系统自动控制监控主机，实时监控各设备工作状态及各煤仓煤位。监控主机与生产、安全监控系统联网，实现矿井自动化管理。地面变电所选用微机综合保护装置，实现各种保护功能、测量功能、自诊断功能及网络通讯功能。能够实现保护、监控、通讯并行处理。变电所内设置两台工控机对整个系统进行集中监控管理，并接入矿生产、安全监控系统，实现远程监控。 副井提升设备电控及提升信号系统均采用微机控制系统，实现各种控制功能及各种保护功能，并完成设备工作状态监测。电控系统设置工控机作为控制主机并接入矿生产、安全监控系统，实现远程监控。三、产量监控系统本次设计选用1套DH-WTA-TD型产量监控系统。在原煤带式输送机设电子皮带秤，地磅房设地磅信息管理系统，通过矿井运输设备上的承载器将称重信号传给控制器，由控制器完成信号处理、运算，并通过网络终端将数据上传到数据服务器。各监空控终端可通过对数据服务器的访问实现对产量的查询，实现了对产量数据的实时监控。并通过数据总线传至矿调度指挥中心，实现矿井产量监控。四、矿井人员考勤定位系统长期以来，煤矿井下瓦斯爆炸、顶板冒落、透水等事故时有发生，直接危及到井下工人的生命安全，为使地面及时、有效、准确掌握进出井人数及井下活动范围，为日常工作、事故抢救提供准确、可靠的人员信息，矿井有必要安装矿井人员考勤定位系统。本次设计选用1套KJ106型矿井人员考勤定位系统。该系统采用无限射频识别技术（FRID），通过双频点实现可靠的全双工通信，每个信息采集器和人员识别卡采用全新的嵌入式微处理器和嵌入式软件进行设计，具有读卡距离远、可任意调整系统的识别范围、识别无“盲区”、信号穿透力强、安全保密性能高、对人体无电磁污染、环境适应性强、可同时识别多张人员识别卡、便于网络连接等性能优点。该系统可充分利用矿井已有煤矿监控系统平台资源联网运行，有效节约投资。五、计算机管理系统根据生产管理的需要，配置生产计划、劳资计划、销售计划、物资供应、固定资产管理、财务与成本中心及人力资源等软件模块。建立一个计算机管理系统网络，采用100Mbps的Ethermet交换机，同轴电缆敷设，网络结构为总线型，配置计算机5台，网络服务器1台及激光打印机1台等设备，该网络与监控系统联网。 第七节通信系统一、设备配置设置1套具备ISDN功能的KTJ4H数字程控交换机，行政、调度合一。经核算，电话交换机容量80门，担负行政用户、单身公寓用户、井上下生产岗位及主要管理岗位的调度与指挥通信；租用电信线路，采用6芯单模光纤就近接入县电信网，实现本矿与外界的通信。6芯光纤的用途分配为：2纤用于同步传输系统（SDH）传输和宽带网传输，2纤用于矿井有线电视网，2纤备用。二、传输系统SDH光同步传输技术符合技术发展潮流，具有环网自愈功能，可靠性高。为便于集中网管，维护技术及备件仪表配置，提高传输信道的可靠性，本工程至县电信网的传输采用SDH传输系统，中继信令采用国际N0.7信令。三、调度电话设置在工业场地办公楼、食堂、任务交待室联合建筑、地面变电所、主井井口房、机修间、器材库、器材棚、消防材料库、油脂库、门卫、矿井水处理站、生活污水处理厂、锅炉房、材料绞车房、加压泵房及通风机房等处分别设HD673调度电话机30门。在井下中央变电所、采区变电所、水泵房、回采工作面、掘进工作面等重要场所均设KTH8型调度电话。共设15部。在井下中央变电所与地面10kV变电所之间、井底煤仓上、下之间、井下水泵房、井下中央变电所、矿井地面10kV变电所、矿山救护队、地面通风机房等重要场所均设有直接与矿井调度监控中心通话的KT1008A型直通电话。共设10部。电力调度通讯设计选用两套JZ-2型电力调度载波机作为电力调度用，实现矿井地面变电所与上级变电所之间的联络。四、通信线路的敷设方式井下通信电缆沿主斜井、副斜井井筒各敷设1条MHYA32-30×2× 0.8双钢丝铠装矿用通信电缆，两条电缆互为备用，并在井下作复接。井下电缆均采用阻燃型矿用通信电缆，电话机采用本安型。工业场地内建设通信管道网，场区内的电话用户配线网、有线电视配线网、本地计算机管理网等弱电线缆一律沿通信管道敷设。局部分支线路采用直埋或沿墙明敷敷设方式。电话、电视用户配线网的投资在单体建筑投资内。五、其它有线电视广播：在单身公寓、招待所、食堂、灯房浴室联合建筑设置750MHZ有线电视用户分配网，电视广播前端信号通过光纤引自县有线电视网。有线电视广播用户分配网络投资含在建筑单体内。通信电缆：通信房采用两回380V/220V三相四线交流电源供电，要求按二级供电负荷考虑。整流配电系统采用一套高频开关组合电源系统，输出一48V直流电源，选用一组阀控式密封铅酸蓄电池浮充供电。交流停电时，自动转换为由蓄电池供电。每组蓄电池容量按4h放电率计算。通信接地：通信机房设一组联合接地，接地电阻全年在1Ω以下，可考虑与建筑物合设。 第十二章地面建筑第一节设计原始资料和建筑材料一、气象条件井田地处黄土高原，气候干燥，昼夜温差大，春冬多风，夏季多雨，属温带大陆性气候。据古交市气象统计资料，该区主要气象特征如下：年平均气温为9.6°，一般7月份气温最高，平均为17.2℃，1月份气温最低，平均为-3.7℃。年平均降雨量426.1mm，多集中在7、8、9三个月，占全年降水量的60%以上。年平均蒸发量为2093.8mm，为年平均降水量的近5倍。结霜期为10月上旬至次年4月中旬，全年无霜期120～180天。冰冻期为10月下旬至次年3月下旬，最大冻土深度0.80m。年主导风向为西北风，年平均风速2.5m/s，全年7级以上大风平均天数为25天。二、工程地质及地震资料1.工程地质及地貌井田位于吕梁山脉东侧，属中低山侵蚀地貌，沟谷发育，山梁上一般为第三、第四系黄土覆盖，沟谷两则有基岩出露，井田地势总体为西南高，东北低，最高点位于井田西南部山脊，标高为1378.7m，最低点位于井田东北部，沟谷中，标高为1189.20m，最大相对高差约192.50m。该区地层地质自上而下依次分述如下：杂填土：主要由砖块、煤块、煤矸石等工业生产废弃物等组成，局部有薄层素填土成分，结构松散，成分复杂。素填土：黄褐色，主要由粉土和粉质粘土组成，含砖屑、煤屑、少量钙质氧化物等组成，稍湿~饱和、稍密状。杂填土：杂色，主要由砖块、煤块、煤矸石等工业生产废弃物等组成。结构松散，成分复杂。粉质粘土1：棕褐色，含钙质氧化物、粉砂、铁氧化物等，稍湿~饱和、硬塑~坚硬。 粉质粘土2：棕红色，含钙质氧化物、粉砂、铁氧化物等，局部出现大量姜结石。稍湿~饱和、硬塑~坚硬。综上所述，可确定该区场地土为中软场地土，应在施工图设计阶段对相应建、构筑物做地基处理。并将按工程地质实际情况重新确定基础深度及基础型式。本次设计对建筑物构筑物基础深度及基础形式做初步假设。2.地震烈度古交市位于华北地震区**地震带中部隆起区，新构造运动较强烈，据历史记载，古交地区中、小地震活动频繁，几乎每年都有地震发生，但震级均较小，最大仅2.9级，一般不会造成较大灾害，据GB50011-2001《建筑防震设计规范》，本区地震动峰值加速度为0.15g，对应的地震基本烈度为Ⅶ度。按抗震设防类别划分为乙类的建（构）筑物，应按本地区抗震设防烈度提高一度采取抗震构造措施。三、建筑材料与构配件本场区建筑施工用一般材料砖、石、砂等可就地取材，但为确保施工质量，在施工前对地材进场的各种建筑材料应作物理试验，对其强度，外观质量等能否满足设计要求。对陆续进入现场的各种建材项目具有出厂合格证，及产品质量试验报告。各种建材进入施工现场后，施工单位应进行质量复试合格后方可施工使用。钢材、水泥须采购大厂的品牌产品，杜绝三无厂家生产的建材。钢筋混凝土予应力屋面板及予应钢筋混凝土薄腹梁等各种予制钢筋混凝土构配件，应选用信誉高、质量好，制作设备先进、技术管理体制健全的厂家供给。四、现场的施工技术条件、施工单位技术力量要求为确保建设的施工质量，业主对施工单位应进行招标，选用具有一定资质、技术管理较强、管理体系健全、并对煤矿建设有较丰富的施工经验，机具设备和机械化水平先进的施工单位，为保证质量，加快施工进度创造有利条件。为保证工程施工进度，加强工程质量有序管理，要杜绝工程施工的多包，转包的施工方法。 第二节工业建筑物和构筑物一、设计依据及原则本地区抗震设防烈度7度，各项建、构筑物一律遵照抗震设计规范进行设计。其中生命线工程如井口房、扇风机房、变电所及室外构架、水泵房等需提高一度采取抗震构造措施。为了节约占地，功能相近的建筑物尽量联合布置。在满足工艺要求的前提下力求贯彻标准化、模数化原则。工业建（构）筑物力求建立统一的建筑风格，施工图设计时对立面设计外部装修作统筹安排，力求美观、协调和统一。二、主要建、构筑物（1）主斜井井口房：平面尺寸9m×7m，高11.0m钢筋砼框架结构，砖墙围护，钢筋砼单独基础，为现浇钢筋砼楼屋面板梁。（2）主井井口房至筛分捡矸车间带式输送机栈桥：栈桥净尺寸3.2m×2.5m(宽×高)，水平长14.5m，倾角23.2º，楼板面距地面高0.747~14.3m为钢筋砼框架结构，柱下独立基础，为240mm机制红砖墙围护，现浇钢筋砼屋面、楼面板梁。（3）筛分捡矸车间平面尺寸26.0m×7.0m，二～三层，檐高11.8～17.1m，钢筋砼框架结构，砖墙围护，钢筋砼单独基础，为现浇钢筋砼楼屋面板梁。（4）筛分捡矸车间至卸载点带式输送机栈桥：走廊净尺寸3.2m×2.5m(宽×高)，倾角9º水平长75.5m，楼板面距地面均高4.26~16.2m。为钢筋砼框架结构，柱下独立基础，为240mm机红砖墙围护，现浇钢筋砼屋面、楼面板梁。（5）卸载站：采用钢筋混凝土框架结构，，柱下独立基础，为240mm机红砖墙围护，现浇钢筋砼屋面、楼面板梁。2．辅助生产设施设计如下：（1）副斜井井口房：平面尺寸18.0m×6.0m，高6.0m ；框架结构，钢筋混凝土屋面板梁，柱下独立基础。（2）副斜井提升机房（含配电室）：平面尺寸22.0m×14.5m，高8.0m；内设一台32/5t桥式起重机，砖混结构，为现浇钢筋砼楼屋面板梁。毛石条形基础。（3）锅炉房：平面尺寸18m×14.0m，高7.8m，两层框排架结构，钢筋混凝土屋面板梁，柱下独立基础。（4）10kV变电所：平面尺寸18m×8.1m，高5.1m，框架结构，钢筋混凝土屋面板梁，柱下独立基础。（5）水池：均采用现浇钢筋混凝土结构，并尽量选用国标图集。具体项目如下：见表：11-2-1（6）综采设备库建筑：平面尺寸42m×18.0m，高12.0m，跨内设1台16t桥式起重机，采用钢筋混凝土排架结构，屋面为钢网架压型钢板(带保温)，柱下钢筋混凝土独立基础，围护结构采用240厚机红砖。（7）机修车间（利用已有）：平面尺寸27.0m×7.5m，两层，高10.5m，砖混结构，采用钢筋混凝土屋面梁、板，砖砌条基，承重外墙采用370厚烧结粘土砖（8）坑木加工房：平面尺寸12.0m×9m，高4.5m，砖混结构，采用钢筋混凝土屋面梁、板，砖砌条基，承重外墙采用370厚烧结粘土砖。三、矿井工业场地附属生产设施（1）油脂库（利用已有）：平面尺寸12.6m×4.2m，高4.5m，砖混结构，采用钢筋混凝土屋面梁、板，砖砌条基，承重外墙采用370厚烧结粘土砖。（2）消防材料库、岩粉库联合建筑：平面尺寸15×6.0m，高4.5m，砖混结构，采用钢筋混凝土屋面梁、板，砖砌条基，承重外墙采用370厚烧结粘土砖。四、矿井工业建筑物及构筑物总体积：综上所述：本次设计的45万t/a的矿井工业建筑物与构筑物总体积：14471m3，其中新建：11560.24m3，利用已有建构物体积：2910.76m3，矿井生产系统皮带走廊长度：90m。矿井工业建筑物及构筑物特征表详见表12－2－1。 第三节行政、生活福利建筑一、设计依据矿井工业场地建设项目：联合建筑、单身公寓、行政办公楼、食堂、门卫室等。矿井内不设医院，只设保健急救站，重点解决工伤事故、矿井急救及常见病的医疗问题，其它医疗、教育及服务性建筑和设施依靠离石区结合社会化解决。该矿矿井全员在籍职工总数336人，其中原煤生产人员288人，最大班91人，管理人员18人。二、设计原则工业场地行政公共建筑本着有利生产、方便生活、人流路线明确、短捷通畅的原则，总体布局要与场区整体环境相协调，要在符合实际、合理布局、适当集中的基础上努力创造大型矿井新颖美观的建筑形象。建筑单体的设计原则是美观、大方，体现现代化矿井的建筑风貌，做好在保证工艺要求前提下的空间组织，注意建筑造型和色彩的协调，并配合绿化设计，使矿井有一个崭新的面貌和宜人的环境。矿井有多种类型的建筑物，体量大小不一，形式多种多样。在精心设计单体建筑的同时，还要考虑整个工业场地风格的统一、构造做法的统一、建筑物配件形式规格的统一。三、主要行政、生活福利建筑物面积及结构1.矿井工业场地主要行政、生活福利建筑物内容如下：（1）矿井办公楼：平面尺寸46.8m×12.3m，三层，檐高9.9m，砖混结构，毛石条基，现浇钢筋砼板梁。（2）灯房浴室、任务交代室联建：平面尺寸17.4m×34.5m，三层，檐高11.7m，砖混结构，钢筋砼带形基础，砖墙围护，现浇钢筋砼板梁。（3）餐厅：平面尺寸24.0m×12.0m，檐高4.0m，框架结构，砖墙围护，钢筋砼独基，现浇屋面板梁。（4）单身宿舍(利用已有)：檐高4.2m，砖混结构。 3.行政、公共建筑总面积：综上所述：本次设计的45万t/a的矿井行政、公共建筑物总面积：5419m2。原有966m2，新建4453m2。行政、公共建筑指标详见附表12－3－1。四、井口浴室设备数量统计浴室总入浴人数按原煤生产最大班出勤人数的1.3倍计，总入浴人数119人，女职工占全部入浴人数10％为12人，详见《矿井井口浴室设备数量统计》表12-3-2。表12-3-2矿井井口浴室设备数量统计序号项目名称单位计算数量采用数量备注1男浴池净面积m253×0.2=10.6111、入浴人数：（按原煤生产量大班人数的1.3倍计）总入浴人数=91×1.3=119（人）男职工入浴人数=119×0.9=107（人）女职工入浴人数=119×0.1=12（人）2、入浴方式男职工淋浴、池浴各50%，女职工全部淋浴。男职工池浴人数：107×0.5=53（人）淋浴人数：男：107×0.5=54（人）女：15（人）3、更衣柜：更衣柜以原煤生产在籍人数计，男职工每人2个，女职工每人1个。男职工人数=288×0.9=259（个）女职工人数=288×0.1=29（个）更衣室预留设计衣柜数增加30%的备用位置4、男浴室设小便槽。女浴室设便池。2淋浴器个17其中：男淋浴器个54÷5+53÷20=13.514女淋浴器个12÷4=333洗脸盆5其中：男洗脸盆107÷30=3.574女洗脸盆12÷30=0.414更衣柜537其中：男更衣柜259×2=518518女更衣柜29×1=2929五、矿灯房及自救器室矿灯房集中管理方式设计，按矿井井下工人在籍人数每人一盏，管理及技术人员在籍人数二人一盏进行配备，并考虑25%的备用量，共配备矿灯（234×1+18/2）×1.25=304盏。自救器按集中管理方式设计，集中存在在矿灯房内。 矿灯房通风采用自然通风与机械通风相结合方式，地面采用耐酸磁砖地面。第四节居住区矿井不单独设居住区。 第十三章给水排水第一节给水一、给水范围及设计依据1.给水范围本矿井年生产原煤0.45Mt。设计的给水范围为工业场地的生产、生活、消防、井下消防及井上下除尘洒水、绿化用水。2.设计依据设计的主要依据为：（1）**煤炭地质公司2007年5月提交的《**省古交市台城煤焦有限公司资源整合矿井地质报告》及批复和评审意见；（2）《建筑给水排水设计规范》（GB50015-2003）;（3）《建筑设计防火规范》（GB50016-2006）；（4）《煤炭工业给水排水设计规范》（MT/T5014-96）;（5）《煤炭工业矿井设计规范》（GB50215-2005）；（6）《煤炭井下消防、洒水设计规范》（GB50383-2006）；（7）《煤炭工业污染物排放标准》（GB20426-2006）；（8）《建筑灭火器配置设计规范》（GB50140-2005）；（9）《生活饮用水卫生标准》（GB5749-2006）；（10）《城市污水再生利用城市杂用水水质标准》（GB/T18920-2002）；（11）有关专业提供的技术资料。二、用水量矿井用水量计算。矿井用水量按《煤炭工业矿井设计规范》（GB50215－2005）用水标准进行计算。矿井全日总用水量1063.59m3/d，其中生活用水量为212.18m3 /d，生产用水量为419.41m3/d，一次消防用水量432m3。各部分用水量详见表13-1-1。表13-1-1矿井用水量统计表顺序用　水　项　目用水人数（人）用水标准用　水　量备注一昼夜最大班最大日用水量（m3/d）小时不平衡系数最大小时用水量（m3/h）一矿井工业场地生产、生活用水1职工生活用水2579140/人日10.282.51.072食堂用水25720/人餐10.281.51.293浴室用水69.5217.38浴淋用水17540L/个36.729.18池浴用水1130.87.7洗脸盆用水5100L/个2.00.54洗衣服用水23480L/kg干衣8.021.51.005单身宿舍用水336120L/人日40.322.54.26锅炉房用水38.42.4小　计176.8227.347未预见用水20%35.361.47合　计212.1828.81二生产用水1井下洒水用水124.9110.932黄泥灌浆用水2008.333厂区绿化洒水1.5L/m2.次24.66.152次/d，2h/次小计349.5125.41其它用水20%69.902.91生产用水合计419.4128.32四消防用水1地面消防用水20L/s4329.0按48h补充总　计1063.5966.13三、水源选择1.地面生产、生活供水水源该矿现供水水源为附近浅层水井，水量尚可满足整合前矿井用水需要。矿井扩建后，用水量增加，现有供水水源将不能满足要求，建议矿井建设投产后打深井开采奥灰岩溶水解决矿区和当地村民供水需要。满足矿井生活及地面消防用水需要。2.井下供水水源 为充分、合理的开发和利用水资源，对矿井的井下涌水作净化处理，处理后用于井下消防、洒水，多余部分用于地面降尘洒水。可满足井下消防洒水的需要。矿井正常涌水量为351m3/d，最大涌水量为450m3/h，另外，考虑黄泥灌浆析出水量120m3/d。井下水排至地面后，经混凝、反应、沉淀、过滤、消毒后，水质达到井下防尘洒水用水水质标准，作为井下消防、洒水及生产用水的水源。四、工业场地地面降尘洒水、绿化及储煤场降尘给水系统工业场地地面降尘洒水、绿化降尘水源取自经处理后的生活污水不足部分有处理后的井下排水补充，由洒水车供工业场地地面降尘洒水及绿化用水。五、井下消防及井下降尘洒水系统1.井下消防洒水给水系统井下消防给水系统水源取自处理后的井下水，由井下水处理站清水池静压供井下各用水点使用。2.井下消防洒水给水系统流程井下消防洒水给水系统流程如下：井下排水→调节池→净水器→清水池→井下除尘、消防用水管网六、给水管网矿井输水管道采用球墨铸铁管，胶圈接口。供水管道当管径DN≥50采用U-PVC给水管，胶圈接口或法兰接口，当管径DN<50时采用焊接钢管，丝扣连接。管道管顶埋深一般不小于1.2m，采用直接埋地敷设。生产、消防用水系统均采用环状布置。消防采用临时高压制，同一时间发生火灾按一次计。当发生火灾时，启动消防泵，供给消防时所需水量、水压。室外消防水量按坑木场储存量为20L/s，火灾延续时间按6h计，则一次消防用水量为432m3。消防水量储存在清水池内，并设有消防水量不作他用的技术措施。管道一般沿道路敷设，距路边不大于2m。在生产给水系统管网布置地下式消火栓，消火栓间距不大于120m，保护半径小于150m。七、地面供水建构筑物布置及设备选型1.工业场地生活供水主要构筑物及设备选型主要设施有： （1）深井一座。D=400mm，H=400m。（2）清水池一座。容积V=500m3，D＝14.06m，H＝3.5m。（3）加压泵房一座。尺寸为：9.0×6.0×3.0m。内设加压泵二台，一用一备，型号为KQW65/200-7.5/2,Q=25m3/h,H=50m，N＝7.5kw。消防泵二台，一用一备，型号为KQW100/270-37/2,Q=82m3/h,H=88m，N＝37kw。;二氧化氯发生器两台，一备一用。型号为YXD－3型，Q＝20g/h，N＝0.25kw。（4）高山水池一座。容积V=100m3,D=6.4m，H＝3.5m。（5）潜水泵两台。一备一用。潜水泵型号及性能为：200QJG50-20×16,Q=303/h,H=368m，N＝45kw。（6）变频调速装置一套。2.工业场地地面降尘洒水、绿化给水系统工业场地地面降尘洒水、绿化用水水源取自经处理后的生活污水，在生活污水处理站的储水池设有水泵，由水泵提升至洒水车，再由洒水车供各用水点使用。3.井下消防洒水给水系统（包括井下水处理）(1)调节池一座，V=150m3，其尺寸为9.85×4.5×4.0m，内设提升泵两台，一用一备，型号为JYWQ50-25-22-1200-4，Q=25ｍ3/ｈ,H＝22ｍ，N＝4kW。(2)综合净化间一座，尺寸12m×9m×6m，地下部分6m×4.2m×3m。内设一体化净水器1台，型号为KGL-30，单台处理能力Q=30m3/h；加药装置1套，型号为WA-0.5-1,N=0.84kw，消毒装置1台，型号为YXD--4,Q=50g/h,N=0.6kW，反冲洗泵1台，型号为IS150-125-250A，配套电机1台，型号为Y160L-4，N=15kW；4.清水池两座：每座容积V=300m3。第二节　排水一、排水源、排水量1.排水源 矿井的污废水主要有生活污水和生产废水。生活污水主要来自单身公寓、综合楼、浴室和洗衣房等排出的日常生活污水，其污染物主要有SS、BOD、COD、洗涤剂等。2.排水量生活污水排水量为169.75m3/d。矿井正常涌水量为351m3/d，最大涌水量为450m3/h，另外，考虑黄泥灌浆析出水量120m3/d。，工业场地生活污、废水排放量。详见量13-2-1表13-2-1生活污水排水量表顺序排水项目排水量（m3/d）备注1日常生活排水8.222食堂排水8.223浴室排水55.624洗衣房排水6.425单身宿舍排水32.266锅炉房排水30.727其它排水28.29合计169.75二、排水系统生活污水主要来自单身宿舍、综合楼、灯房浴室、洗衣房等的日常生活排水，最高日排水量为169.75m3/d。生活污水经汇集后，至生活污水站进行处理，处理工艺采用二级生化处理。采用地埋式生活污水处理设备，其处理工艺为接触氧化。排水管选用u-PVC，接口采用专用胶粘接。管道采用直接埋地敷设，管底最小埋设深度为0.8m。三、污水处理系统1.生活污水处理系统生活污水处理采用目前较为成熟的生化处理技术，采用一体式的地埋式生活污水处理设备。其工艺流程如下：生活污水→格栅→调节池→地埋式污水处理→储水池→至井下水处理站再处理2.生活污水处理站构筑物及设备选型(1)调节池一座。体积V＝50m3,尺寸为：D=4.5m,H=3.5m。内设粗格栅一台，尺寸为；500×500mm；回转式机械细格栅机一台，型号为：HF-500,α=70°,B=5mm ,N=0.75kW。潜污泵二台，一用一备，型号为50JYWQ－10－10－1200－1.1，Q＝10m3/h，H＝10m，N＝1.1kW。(2)地埋设污水处理设备一套，型号为WSZ－AO－5，Q＝5m3/h。(3)综合间一座。尺寸为：9×6×3.6m。内设二氧化氯发生器一台，型号为YXD-3,Q=20g/h，N=0.25Kw。(4)隔油池一座，尺寸为3.0m×2.0m×1.0m。(5)贮水池一座。容积为V=100m3，5.6m×5.6m，H=3.5m。转送泵二台，其中一台备用。型号为WQ2175-1，Q＝15m3/h，H=32m，N=4.0kW。第三节室内给排水1.工业场地各建筑物室内给水排水设施的设计原则为了方便职工生活，利于生产，在矿区大多数建（构）筑物均设置给排水设施。凡《建筑设计防火规范》规定须设置消火栓的均设有室内消火栓，并按《建筑灭火器配置设计规范》的要求，室内均相应配置灭火器，凡不能用水灭火的建筑物内配置泡沫灭火器。2.对于在生产过程中产生粉尘的环节设置洒水装置。对于可能产生积水的地下或半地下建筑物，设置排水泵将积水排除。对个别建（构）筑物水压不足时，采用管道泵以解决水压不足。3.浴室的给水排水系统淋浴器及洗脸盆采用单管供水系统，由设在锅炉房的换热器直接供给。淋浴器采用脚踏板式，做到人走水停，以节约用水。池浴用水亦由设在锅炉房的换热器直接供给，避免蒸汽加热所造成的环境污染及能源浪费。4.压风机冷却用水给水排水系统压风机冷却系统为风冷，因此无给水排水系统。 第四节消防及洒水一、地面消防1.地面消防系统生产、消防用水系统均采用环状布置。消防采用临时高压制，同一时间发生火灾按一次计。当发生火灾时，启动消防泵，供给消防时所需水量、水压。室外消防水量按坑木场储存量为20L/s，火灾延续时间按6h计，则一次消防用水量为432m3。室内消防按筒仓考虑，消防用水量为40L/s，延续时间按2h计，则一次消防用水量为288m3，一次室内、外消防用水量总计711m3。火灾消防水量储存在井下水处理站清水池内，并设有消防水量不作他用的技术措施。管道一般沿道路敷设，距路边不大于2m。在生产给水系统管网布置地下式消火栓，消火栓间距不大于120m，保护半径小于150m。2.消防设施的选定在生活水供水二级泵站的泵房设有消防泵，选用KQW100/270-37/2水泵二台，一用一备。单台水泵性能为Q=82m3/h,H=85m,N=37kW。二、井下消防洒水1.水源及水压水源由井下水处理站供给，水质符合《煤炭井下消防、洒水设计规范》（GB50383-2006）的要求。井下水压在保证最不利点的用水量要求与相应的水压，并适当留有余量。2.管道敷设方式井下供水管道由主斜井引入井下，沿巷道枝状布置。在井下煤仓放煤口、破碎机、带式输送机转载点和卸煤点设置喷雾装置；在掘进工作面、采煤工作面以及液压支架上部设置强喷雾装置；在采煤工作面回风巷、掘进工作面装车点后方以及易产生煤尘的巷道设置风流净化水幕装置；在带式输送机巷道易发火点，设置温感控制的自动喷水灭火装置；在斜井井底两侧设水喷雾隔火装置。在井下主要运输巷道、带式输送机采区运输巷、采煤工作面运输巷与回风巷、掘进巷道等均设置井下消防洒水管道，并每隔100m设DN50的支管，阀门后装快速管接头。在带式输送机巷道中每隔50m设DN50 支管阀门，阀门后装快速管接头。3.井下消防火栓布置的原则在主井和副井井底车场连接处、大巷口、带式输送机机头、机电硐室、检修硐室、材料库、爆破器材库等处均设置消火栓箱，箱内存放防腐水龙带与相应的水枪。带式输送机巷道易发火点处，设置烟感或温感控制的自动喷水灭火装置。在斜井井底两侧，设置水喷雾隔火装置。4.井下洒水器布置的原则井下煤仓放煤口、溜煤眼放煤口、破碎机、带式输送机转载点和卸煤点设置喷雾装置。掘进工作面、采煤工作面、放顶煤的放煤口以及液压支架上部设强喷雾装置。采煤工作面回风巷、掘进工作面装车点后方及易产生煤尘的巷道设风流净化水幕装置。 第十四章采暖、通风及供热第一节采暖、通风及供热一、室外气象参数1.采暖室外计算温度-10℃2.极端最低温度平均值-21.1℃3.冬季通风计算温度-6℃4.夏季通风室外计算温度28℃5.冬季平均风速2.4m/s6.夏季平均风速2.2m/s7.最大冻土深度80cm8.主导风向CW9.采暖天数140d二、采暖1.热负荷计算建筑物采暖室内计算温度：办公室、矿灯房、单身宿舍：18℃浴室、更衣室：23℃～25℃生产厂房、辅助车间：5℃～16℃各建筑物耗热量计算见表14—1—1。2.供热方式工业场地工业建筑和行政公共建筑、及工业辅助厂房均设置集中采暖系统，采暖热源由热交换站提供。工业建筑及厂房、行政公共建筑采暖为95/70℃热水。室内采暖系统以上供下回同程式为主。 行政公共建筑散热设备采用柱翼型铸铁散热器；工业建筑则采用光面管散热器或柱式铸铁散热器。三、通风地面建筑一般采用自然通风，对于浴室、食堂、矿灯房等产生余湿、余热及其它有害气体的房间，则采用机械通风方式，选用T35-11型轴流风机进行通风换气。在对空气温、湿度要求较高的变电所控制室及机房均设柜式空调机。四、浴室供热及设备浴室淋浴及池浴用热水均由换热站专供40℃的热水，为解决地面职工及井下工人饮用开水，在食堂内设开水供应点，选用一台100型即开式全自动电开水器，N=6kW。浴室供热计算参数、加热方式、设备选型和设置地点。五、洗衣房设备选型为方便井下工人洗浴后就地洗涤工作服，在浴室内设洗衣房，选用XGQ－30型全自动洗涤脱水机一台，ZHG-25型电动烘干机一台。六、食堂供热及制冷食堂炊事耗热量为16×104W，由锅炉房供给0.2MPa饱和蒸汽。为解决地面职工及井下工人饮用开水，在食堂内设开水供应点，选用一台LF-Z-100型连续式蒸汽开水炉。为保证副食供应，食堂内设置V=4m3的冷藏箱一台，N=4kW。第二节　井筒防冻一、设计依据1.极端最低温度平均值：-21.1℃2.采暖室外计算温度：-10℃3.各进风井进风量：主斜井进风量为25m3/s,副斜井进风量为30m3/s4.井筒内混合温度：冬季为防止井口及井下结冰，保证安全生产，在主副井井口将部分冷风加热至40℃后送至井口，与其余冷风混合为2℃后送入井下。 二、热负荷计算主斜井热负荷计算如下Q=a×Gr×3600×V×C×（2-t）=1.1×25×3600×1.284×0.279×23.1=819250W=81.93×104W副斜井热负荷计算如下Q=a×Gr×3600×V×C×（2-t）=1.1×30×3600×1.284×0.279×23.1=983100W=98.31×104W三、空气加热室1.主斜井空气加热室在主斜井井口房附近建空气加热室1座，选用WZFY-15/40/5-Z型工业热风器2台，配22kW电机1台。2.副斜井空气加热室在主斜井井口房附近建空气加热室1座，选用WZFY-15/40/5-Z型工业热风器2台，配22kW电机1台。四、空气加热方式经空气加热室加热的热风，送入井口房内，在井口房与进入井口房的室外冷风混合成2℃后，进入井筒。第三节锅炉房设备一、供热负荷1.工业场地各建筑物热负荷统计主斜井空气加热耗热量：81.93×104W副斜井空气加热耗热量：98.31×104W工业建筑采暖：82.30×104W 行政公共建筑采暖：46.13×104W食堂、浴室及洗衣房用热：36×104W工业场地供热总负荷为：Q=325.29×104×1.2=390.35×104W，式中1.2为管网热损失系数。2.锅炉选型设计在工业场地设一座集中供热锅炉房，选用一台DZL2-1.25-A型蒸汽锅炉和一台DZL4-1.25-A型蒸汽锅炉。非采暖期锅炉房运行一台SZL2-1.25-A锅炉，供浴室、食堂等生活用热，采暖期两台锅炉全部运行。锅炉房软化水设备均采用HDZS型系列全自动软水器。锅炉配备低噪声鼓、引风机，且设置消音装置。所有水泵均在出入口处设置柔性接头，并设置减震基础。二、锅炉房燃煤量、排渣量工业场地锅炉房热风炉燃煤量、排渣量见下表：表14－3－1工业场地锅炉房耗煤量、排渣量表t/ht/dt/采暖期t/a耗煤量2.02532.44503.66334.2排渣量0.94315.0820972949第四节室外热力网一、室外供热管网热力管网采用枝状布置、地沟敷设，热力网主干线采用通行或半通行地沟，支线采用不通行地沟。在管道分支处均设检查井。二、室外供热管道热网管径≥DN100采用无缝钢管，管径≤DN80采用焊接钢管。热水管道均设保温，材料选用岩棉制品（或岩棉保温管壳）。管道伸缩采用波纹补偿器和方型补偿器 第十五章环境保护与水土保持第一节　概述一、环境及环境质量现状井田位于吕梁山脉东侧，属中低山侵蚀地貌，沟谷发育，山梁上一般为第三、第四系黄土覆盖，沟谷两则有基岩出露，井田地势总体为西南高，东北低，最高点位于井田西南部山脊，标高为1378.7m，最低点位于井田东北部，沟谷中，标高为1189.20m，最大相对高差约192.50m。本区属黄河流域汾河水系。井田内无大的河流和地表积水，井田内沟谷纵横、冲沟发育，各大小沟谷平时干涸无水，只在雨季时才汇集洪水沿沟排泄，区域内较大河流有屯兰河及原平河，两河均由南西流向北东，经屯兰勘探区后注入汾河。井田地处黄土高原，气候干燥，昼夜温差大，春冬多风，夏季多雨，属温带大陆性气候。据古交市气象统计资料，该区主要气象特征如下：年平均气温为9.6°，一般7月份气温最高，平均为17.2℃，1月份气温最低，平均为-3.7℃。年平均降雨量426.1mm，多集中在7、8、9三个月，占全年降水量的60%以上。年平均蒸发量为2093.8mm，为年平均降水量的近5倍。结霜期为10月上旬至次年4月中旬，全年无霜期120～180天。冰冻期为10月下旬至次年3月下旬，最大冻土深度0.80m。年主导风向为西北风，年平均风速2.5m/s，全年7级以上大风平均天数为25天。古交市位于华北地震区**地震带中部隆起区，新构造运动较强烈，据历史记载，古交地区中、小地震活动频繁，几乎每年都有地震发生，但震级均较小，最大仅2.9级，一般不会造成较大灾害，据GB50011-2001《建筑防震设计规范》，本区地震动峰值加速度为0.15g，对应的地震基本烈度为Ⅶ度。二、环境影响报告书及报告书的审批意见 本矿井尚未做环境影响报告书，矿方正在积极联系评价单位，在近期就签订协议。现暂按常规的环保措施编制，环境影响报告书完成后，如与环境影响报告书不符时，再按环境影响报告书要求修改。三、资源开发可能引起的生态变化矿井在开发建设生产过程中对周围环境产生一系列的影响，既有有利的一面，也有不利的一面。有利的方面表现在提供能源的同时，也将促进本地区经济发展，带动区内文教、医疗、卫生设施的建设，改善当地居民生活水平，对地区经济的繁荣将起到重要的促进作用，而经济基础的改观，也必将增加改善生态环境的财力物力，从而为本区生态环境的改善奠定一定社会经济基础。不利的方面主要表现为对环境产生污染和破坏。第二节　环境保护与水土保持执行标准一、环境保护与水土保持法律、法规依据1、《中华人民共和国环境保护法》（1989年12月26日）；2、《中华人民共和国环境影响评价法》（2002年10月28日）；3、《建设项目环境保护管理条例》（1998年11月29日）；4、《中华人民共和国大气污染防治法》（2000年4月29日）；5、《中华人民共和国水污染防治法》（1996年5月15日）；6、《中华人民共和国固体废物污染环境防治法》（2004年12月29日）；7、《中华人民共和国大气污染防治法实施细则》（1991年5月8日）；8、《中华人民共和国水污染防治法实施细则》（2000年3月20日）；9、《中华人民共和国清洁生产促进法》（2002年6月29日）；10、《中华人民共和国土地管理法》（1998年8月29日）；二、环境保护水土保持执行依据1．环境保护执行标准（1）大气执行《环境空气质量标准》（GB3095-1996）中的二级标准。 （2）地表水执行《**省地表水域水环境管理区划方案》中的环监Ⅱ类标准值。（3）地下水执行《地下水质量标准》（GB/T14848-93）中Ⅲ了水质标准。（4）噪声执行《城市区域环境噪声标准》（GB3096-93）村庄执行Ⅰ类区标准、工业场地执行Ⅱ类区标准、交通干线执行Ⅳ类区标准。2．污染物排放标准（1）锅炉烟气；按《锅炉大气污染物排放编制》（GB13271-2001），见表15-2-1表15-2-1《锅炉大气污染物排放标准》污染物功能区时段浓度限值单位烟尘二类区Ⅱ200mg/Nm3SO2900（2）颗粒物；按《煤炭工业污染物排放标准》（GB20426-2006），见表15-2-2表15-2-2《煤炭工业污染物排放标准》污染物监控点浓度限值颗粒物原煤筛分、破碎、转载点等除尘设备80mg/Nm3或设备去除效率>98%无组织排放1.0mg/Nm3SO2煤炭储存场所、矸石场0.4mg/Nm3（3）污水；按《**省地表水域水环境管理区方案》中的环监Ⅱ类标准值，见表15-2-2（1）、表15-2-3（2）。表15-2-3（1）《**省地表水域水环境管理区方案》中的环监Ⅱ类标准值污染名称标准值污染名称标准值PH6.0~9.0石油类5mg/LSS70mg/L硫化物1.0mg/LBOD525mg/L氨氮10mg/LCOD80mg/L氟化物10mg/L注：缺项执行《污水综合排放标准》（GB8978-1996）表4中一级标准井下水按《煤炭工业污染物排放标准》（GB20426-2006），见表15-2-3（2）。表15-2-3（2）《煤炭工业污染物排放标准》序号污染名称标准值单位1PH6.0~9.0无量纲 2SS50mg/L3COD50mg/L4石油类5mg/L5硫化物1.0mg/L（4）噪声；按《工业企业厂界噪声标准》（GB12348-90），见表15-2-4表15-2-4《工业企业厂界噪声标准》类别昼夜夜间单位Ⅱ6050dB（A）3．水土保持执行依据《中华人民共和国水土保持法》（1991年6月29日）；第三节项目建设和生产对环境影响一、项目建设对环境产生的影响矿井环境影响情况，按现有生产期、建设期和运营期三个时期来进行分析。1．现有生产期该矿井为资源整合矿井，现在正处在报批文件及申办手续阶段，矿井生产处于停顿状态，工业场地地面设施较少。且人员活动也较少。故对环境的影响较小。2．资源整合工程建设期（1）环境空气施工活动大气污染源主要为施工扬尘。施工扬尘的主要来源有：现场道路扬尘、搅拌混凝土扬尘、细颗粒材料露天堆放扬尘、土方、渣石扬尘等，其中最主要的是道路扬尘和搅拌混凝土扬尘。类比北京市环境科学研究所等单位在施工现场扬尘监测统计资料，施工现场内TSP浓度平均超过环境空气质量标准二级标准（日均值）2倍以上，管理差的工地则超标3.6倍以上。此外，施工队将搭建临时食堂炉灶及工棚采暖炉等产生的烟（粉）尘影响，主要污染物为TSP、SO2。施工期大气污染物排放情况估算见表15-3-3。表15-3-3施工期大气污染物排放状况估算污染源耗煤量污染源排放量（t/a）排放 t/a类型方式烟（粉）尘SO2施工扬尘面源60炉灶20面源1.90.41烟囱（2）水体施工过程废水影响主要包括：配料、冲洗及施工人员少量的生活污水以及施工后期井下排放的井下废水。生活污水相对较少，一般就地泼洒，少量的井下排水可部分用于施工用水，多余时排放，主要污染物为SS。（3）噪声施工过程一般分拆除阶段、土石方阶段、基础阶段、结构阶段和装修阶段。各阶段主要噪声源及其噪声级见表15-3-4。表15-3-4施工过程主要噪声源及噪声级施工阶段主要噪声源噪声级[dB(A)]拆除阶段推土机、挖掘机100~110土石方阶段凿井临时风机、推土机、挖掘机等100~110基础阶段打桩机等120结构阶段混凝土搅拌机、振捣捧等95~110装修阶段无长时间操作的主要噪声源85~90（4）固体废物施工期拆除房屋垃圾、道路、井筒开拓产生弃土、弃石，其中以井筒掘进矸石产生量最大。此外，还包括施工过程废弃的建筑材料及施工人员少量的生活垃圾。有关矸石处置方案必须严格按照规范进行。（5）生态环境由于本工程主要占用现有工业场地，因此对生态环境影响不大。这次资源整合生态影响主要是场地开挖、井筒开拓对土地的扰动作用；占用场地造成短期少量植被破坏、占用土地以及矸石堆存等造成的短期水土流失加剧，对局部生态环境有不利影响，其中以水土流失最为严重。随着矿井施工结束，场地的硬化和绿化，可使水土流失得到有效控制。3．运营期（1）环境空气1）原煤出井后要进行振动筛筛分分级，在筛分过程中将会产生一定量的粉尘。2）其它输送转运环节无组织面源排污： 其它输送转运环节无组织面源排污：在原煤输送转运、堆存、装载外运等过程中均有无组织煤尘排放，其中主要为输送转运的转载点排放的煤尘，据分析，产尘点主要有：①原煤入筛分间跌落点；②原煤出筛分间入转载胶带机处跌落点；③原煤入储煤场处跌落点；④矸石入矸石堆处；⑤固废堆场扬尘：矸石出井后，通过汽车输送到矸石沟，矸石堆场也会产生少量扬尘。3）废气治理措施①汽车运输扬尘主要是沿途超载抛洒及道路行驶引起的二次扬尘，因此，对物料运输提出具体要求：a.限制汽车超载，采用箱车，防止煤炭撒落；b.粒径较小的原煤装车外运时，应对表面进行加湿、压实处理；c.运输汽车出场前对轮胎、车体进行清洗，并及时清扫路面；d.厂区对道路进行硬化，拓宽并铺沥青路面，并要对路面经常清扫和洒水，保持路面清洁和相对湿度。采取以上措施可抑尘80%，治理后道路扬尘0.63t/a。采取上述措施后，可以抑尘90%。4）筛分产生煤尘：原煤入选矸楼后入振动筛进行分选，可研没有规定筛分除尘方式和措施。评价要求在此处设集尘罩和布袋除尘器，设计集气效率不得小于90%，除尘效率为99%，排气筒高度不得低于15m。采取以上措施后，能够满足有关标准要求。5）原煤在工业场地内输送转运、跌落、装载等过程中均有无组织煤尘排放，评价针对排污特征提出以下要求：①采用胶带输送机及胶带走廊应设计为封闭式；②在各入堆场处设自动撒水装置，适当增加原煤的含水率，及时撒水灭尘；③尽可能减小原煤、矸石入堆仓的落差高度。 6）固废堆场会产生一定量的扬尘，可研未提出防治措施。为了减少固废堆场产生的粉尘对环境空气的影响，评价提出以下措施：①固废暂存场地都应做到封闭堆放，炉渣暂存场地面硬化，周围建围墙封闭，在厂区和生活区应设置封闭式垃圾箱，矸石贮存在临时矸石场，同时要求将固废及时清运、处置，可以有效防止固废堆存产尘。②矸石场扬尘：评价要求矸石应及时清运至矸石场，层层堆放压实，并及时分片覆土封闭，进行绿化可大量减少矸石场扬尘产生量。（2）水体1）井下排水：由井下水处理站进行处理，主要设施包括调节池一座；综合净化间一座，内设1台净水器、加药装置及相应的水泵；另外还有消毒装置、清水池，每台处理能力30t/h。采用调节、混凝、沉淀、过滤、消毒处理工艺，处理后的矿井水用于井下洒水。2）生活废水：初设对生活污水拟采用地理式污水处理装置对浴室废水、食堂废水、生活废水等废水进行处理，采用二级接触氧化、沉淀、消毒处理工艺，处理后用于地面降尘及绿化。生活废水处理站主要设施有调节池一座，地理式污水处理设备WSZ－AO－5一套，单台处理能力5m3/h；一台二氧化氯消毒器，处理后的水质为：SS≤30mg/L，BOD5≤20mg/L，COD≤40mg/L，处理后的生活污水达标排放。评价认为措施可行。废水排放情况见表15-3-5。表15-3-5废水排放情况一览表废水水量（m3/d）CODBOD5SSmg/lt/amg/lt/amg/lt/a生活污水治理前169.751300.035800.0211500.040治理后169.75400.011200.005300.0083）噪声工业场地高噪设备有：风机房的轴流风机、坑木加工的园锯机和锅炉、热风炉房的鼓引风机、泵类等。主要高声压级设备声压级见表15-3-6。表15-3-6工业场地主要设备声压级dB（A）序号噪声源位置产噪设备噪声值dB(A)治理措施1坑木加工房电锯101~120（瞬时噪声）密闭、减振、吸声材料2锅炉房鼓、引风机92密闭、减振、消声 3风机房通风机110减振、消音、吸声材料4污水处理站、泵房水泵80减振、隔声5筛分间振动筛90密闭、减振6运输道路运煤汽车65~75加强管理、减速、限鸣4）固体废物煤矿生产固体废物主要有煤矿开采过程中产生的矸石（主要是掘进矸石）、锅炉燃煤产生的炉渣以及生活垃圾，各污染物的产生量见表15-3-7。表15-3-7固体废物排放情况固废名称排放量t/a主要成份处置方式矸石13500SiO2、AL2O3、Fe2O3、CaO、MgO送拟选矸石场堆放炉渣2949SiO2、AL2O3、Fe2O3送拟选矸石场堆放生活垃圾61.32有机物、玻璃、纸类、金属类与当地居民生活垃圾统一处置合计16510.325）生态环境古交市生态环境一般，评价区植被覆盖率一般，对生态环境的保护是本工程建设重点关心的问题。煤炭开采最显著的特征是地表塌陷及其对生态的影响。主要表现在对地表形态、土地资源及农田、地面建筑、地下水、地表水、水土流失、滑坡及井田内的植被破坏等方面的影响。主要以下几个方面：①矸石等固体废物排放占地及其形成的二次污染均会对区域生态环境产生影响；②井下采动影响随着开采范围扩大和采厚的加大，将对生态环境产生较大的影响，特别是地表塌陷等表现，是煤矿对区域生态产生影响的主要方面之一；③矿井开采可能造成煤层上覆含水层疏干及雨季地表水下渗，而对生态环境产生影响。本区域地下水较丰富，减少对地下水的疏干，保护地下水资源，避免沟道雨季流水下渗，是矿井建设及运行过程中生态影响的关心问题；④煤矿废气、废水等排污将对生态环境产生一定的影响；⑤建设行为对地表的扰动；⑥污染物排放所产生的生态影响效应。煤矿的建设应尽量避免对生态环境的影响，防治地塌陷对生态环境的影响最有效的办法是留设保安煤柱，另外还有其它一些辅助措施，设计中针对井田内的工业场地、井田边界 及相邻煤矿等保护目标留设保安煤柱，发现问题及时解决；采取分煤层开采、条带开采、协调开采，消除开采边界影响等技术措施，来减小地表下沉和变形；对农田视破坏程度，据有关法规进行土地复垦。对工业场地进行绿化，使厂区有一个良好的生态环境，同时对废弃的工业场地建筑进行拆除，复垦绿化。选择抗尘树种，在办公楼、联合建筑周围种植高大遮阴树和灌木丛，并配植少量的花卉、草皮等植物，在路旁种植小乔木、灌木和绿篱。环评要求绿化系数不低于20％。二、项目建设对水土保持产生的影响本项目建成后，受采动影响的主要有井田内村庄民房、土地、林木、农田、植被等，井田范围内无名胜古迹重要保护目标。第四节　环境保护与水土保持措施一、环境保护措施1．大气污染防治措施（1）锅炉房工业场地锅炉房排烟采用一台DGC-4型除尘器和一台DGC-2型除尘器，除尘效率为97%-99%，除尘前后的锅炉大气污染物排放情况见表15—4—1表16—4—1治理前后锅炉大气污染物排放情况大气污染物排放量和排放浓度除尘前除尘后烟尘SO2烟尘SO2kg/hmg/Nm3kg/hmg/Nm3kg/hmg/Nm3kg/hmg/Nm339.53143610.858911.1943.0810.85891《锅炉大气污染物排放标准》GB1327-2001：烟尘：200mg/Nm3SO2：900mg/Nm3（2）车间内粉尘车间内的粉尘主要是筛分间，筛分除尘方式要求在此处设集尘罩和布袋除尘器，设计集气效率不得小于90%，除尘效率为99%，排气筒高度不得低于15m。采取以上措施后，能够满足《煤炭工业污染物排放标准》（GB20426--2006）有关要求。（3）储煤场扬尘 本矿设有全封闭储煤场，不设露天的储煤场因此不存在储煤场扬尘。但应做好全封闭储煤场内及栈桥内的防尘、降尘工作。（4）运输扬尘原煤在输送转运过程中有无组织煤尘排放，针对排污特征提出以下要求：1）采用胶带输送机及胶带走廊设计为封闭式；2）在各入堆场处设自动撒水装置，适当增加原煤的含水率，及时撒水灭尘；3）尽可能减小原煤入仓的落差高度。2．水污染防治措施（1）井下水处理目前国内矿井水的处理根据原水水质和出水用途的不同主要采用以下工艺路线：采用混凝（絮凝）、沉淀（澄清）、过滤、消毒处理工艺将矿井水净化处理后作为工业或生活用水。矿井废水经井下提升至地面井下水处理站调节池，由提升泵送至净水器，经混凝、沉淀、过滤、消毒后，水质达到井下消防洒水和排放的水质标准，进入井下水处理站清水池，静压供给井下消防洒水系统。调节池、一体化净水器的沉泥和反冲洗水打入湿泥池，混合后经浓缩脱水一体机脱水后，泥饼外运。（2）生活污水处理生活污水排水量为169.75m3/d。采用二级生化处理，经二级生化处理后的污水，达到中水回用标准后，可作为冲洗用水和绿化用水。为了达到零排放，剩余的水输送至井下水处理站进行再处理，处理后复用于生产用水。3．固体废物处理措施矿井固体废物主要包括矸石和生活垃圾。预计矿井矸石量为13.5kt/a，炉渣量为2949t/a，生活垃圾量为61.32t/a。矿井全年排放固体废弃物16510.32t。临时矸石场位于矿井工业场地西南侧的山沟里，距矿井工业场地约500m。 生产期可用于回填塌陷区或运至临时矸石场，由沟里向外分段堆存，将矸石排至沟底后，由推土机推平、压实，使矸石堆保持密实。在矸石排至离沟顶1.0m左右时，覆盖1.0m厚黄土，用于农业生产或植树种草绿化环境。锅炉灰渣主要由工业场地锅炉排放，锅炉灰渣可就地销售，或用于作公路路基、生产建材等。锅炉灰渣在洒水消灭火种后，也可运至临时矸石场与矸石一起填埋，同样也要填土造地、植树种草、美化环境。生活垃圾主要由工业场地的联合建筑、食堂、单身公寓等部门排放。生活垃圾成分复杂，有机物含量高，要有组织的排放。矿井配备垃圾筒和垃圾车，可定期排放至矿区规划的垃圾处理场统一处理，当无规划的垃圾处理场时，也可运至临时矸石场与矸石一起填埋。4．噪声控制措施矿井工业场地内主要噪声源包括通风机房、提升机房、水泵房、锅炉房、选矸楼和坑木加工房等，各种风机、水泵及电机等，其设备噪声强度一般在90～100dB(A)左右，噪声防治首先考虑从平面布置上合理布局，其次是采用低噪声设备和工艺，从声源上降低噪声。按照《工业企业噪声控制设计规范》对各主要噪声源采取以下防治措施：（1）通风机噪声以中、低频噪声为主。设计选用带有消声装置的轴流风机，出口噪声小于85dB(A)。（2）锅炉房和提升机房设置隔声门窗，锅炉鼓风机、引风机集中布置在风机间里，风机间采用封闭维护隔声结构，内墙面安装吸声结构吸声。（3）水泵噪声采用加装消声器、做减震基础、用柔性接头替代传统接头等综合措施，噪声可降低10～15dB(A)。（4）对振动筛、破碎机等较大设备采用隔声屏、防震、减震和利用土建维护结构隔声的措施控制噪声，并应注意安装精度。噪声较大的溜槽采用表面敷设阻尼结构的方法，可降噪7～10dB（A）.（5）对锯子等强噪声设备分别布置在隔声操作间内，工人操作时需佩带防护耳罩。5．绿化 绿化在防治污染、保护和改善环境方面起着极其重要的作用。绿化具有调温、调湿、吸尘、改善小气候、净化空气和减弱噪声等功能。绿化以实用经济美观为原则，采取平面绿化与垂直绿化相结合的方式植树种草。如沙打旺、草木樨、苜蓿，尽量提高矿井的绿化覆盖率，改善工业场地的景观。矿井工业场地围墙内占地面积4.2ha，绿化面积8200m2，绿化系数20%。6．生态保护措施（1）生态影响防护与恢复原则台城煤矿在开采过程中应该按照开采规程的要求，对井田内的建构筑物按Ⅳ级留设保护煤柱，确保不对建筑物造成破坏性影响。另外还应设地表变形观测站或委托有资质部门进行地表变形观测，及时发现险情，及时处理。对于地表沉陷引起的土壤侵蚀和水土流失，应加强塌陷区水土流失的防护措施。（2）生态影响的防护措施开挖场地过程中应合理调配土方，以挖作填，避免土方移动和堆放中产生风蚀扬尘和水土流失；建筑废弃渣石应及时清运并妥善处置，以减少风蚀逸散。管线的埋设应尽量统一全面规划、一次敷设完成，减少地表的开挖次数。施工期应尽量避开雨季，以减少因地表破坏造成的水土流失。1）工业场地保护措施矿井工业场地利用现有场地，不改变现有土地性质。矸石场位于工业场地东南侧的荒沟中，施工时要严格划定施工区域，不能扩大范围；对于土壤侵蚀严重地区，施工时不能影响地表径流正常排泄，以防止泥石流和滑坡产生。施工中的挖填土要合理堆放，减少对土地的扰动作用，控制水土流失。2）污染物工程治理措施但根据近几年的气象记录与当地实际记录的情况来看，工业场地不会有洪水威胁。而要重点注意的是雨水排放方式的合理设计，尤其是矸石场排出的积水，设排水明（暗）沟及相应涵洞，保证场内排水畅通。为防止水土流失，对场地进行防护工程，如：建护坡、挡墙等。 排矸场位于荒沟的底部，沿沟地建涵洞使沟内洪水通过涵洞排走，既保证矸石不被洪水冲走，又保证矸石不被洪水浸泡而污染环境，涵洞随矸石场扩大而沿沟底修建。矸石场周围植被基本以灌木为主。3)生态影响的恢复措施矿井的工程建设对评价区的生态环境不可避免的产生影响，这些影响或是长期的或是暂时的，可以通过生态恢复技术予以降低和消除。煤矿生态恢复的主要内容是指在生产建设过程中，因挖损、塌陷、压占等造成破坏的土地，采取整治措施，使其恢复到供利用的状态。矿方应主动与当地政府取得联系，积极筹措施资金，负责被破坏的土地复垦工作。此外，受采动影响的范围，根据水土保持的有关规定，结合当地实际情况进行退耕还林还草，土地复垦可按林业复垦进行，以减轻当地水土流失的程度，有利于当地生态环境的快速恢复。为了开展和做好土地复垦工作，台城煤矿设立分管矿领导负责的土地复垦办公室，负责全矿井的土地复垦工作，积极开展土地复垦。主要职责如下：①负责土地复垦规划的设计委托书。委托有资格的设计单位编制土地复垦规划，并报土地管理部门审批，审批后负责实施。②制定土地复垦工作计划，依据矿井生产计划安排及井下开采工作面开采情况，对受影响土地进行采前调查土地使用现状，并登记造册。结合地表移动变形预测和实际对土地破坏影响数量，制定复垦计划。③负责对破坏土地的测算、登记、土地损失补偿费支付，复垦后移交手续，征用土地的相关手续。对于煤矿土地复垦，由于受采煤后地表移动延续时间的影响，宜在地表移动衰退期，同时结合农时进行复垦工作，这样可避免不必要的人力和资金浪费。对矸石场复垦按实际堆放阶段开展复垦工作。井田地处丘陵低山区，土地复垦以人工为主，机械为辅，农田以工程复垦为主，山林、植被以生态恢复为主，因地制宜的进行土地复垦。（3）地表移动保护措施1）对地面建筑物的保护措施 对于井田范围内村庄及井田边界，评价要求留设保安煤柱，同时加强地表变形观测。村庄、井田边界外要按照I级保护的要求，村庄、井田边界留20m，然后上面松散层按45度投影留设，下面岩层按75度投影留设煤柱。2）对采动影响的土地、农田、植被的治理措施本着“谁破坏，谁复垦”的原则，采动影响破坏的土地由矿方进行土地复垦。土地复垦后根据土地破坏程度的不同，采取不同的方式。对破坏较严重的土地，进行复垦，恢复土地耕种，并按有关土地法规定给土地使用者一定的补偿。破坏严重的土地、并使土地绝产，应作为征地处理。实施土地复垦工程时，应在采动停止后进行，在采动过程中可做些防止水土流失的工程。根据采区接替顺序制定复垦规划，并积极筹集复垦费，鼓励土地使用者进行土地复垦，并取得当地政府的支持和配合。土地复垦时在确定对环境无影响前提下，以矿井排放的矸石作为充填材料，这样，既消除了矸石对环境的影响，又治理塌陷区。3）对输电线路、水利设施的保护措施为了提高资源回收率，将对输电线塔基煤柱压煤采取条带法进行回采，并对输电线塔基采取采前加固，采动过程中及时维修，以保证正常输电，同时要取得当地电力部门的配合，保证线路安全畅通。东川河流经本井田北部外围，属黄河水系。煤矿开采对浅层地下水会造成一定的影响，开采期间出现的裂缝应及时填补，同时结合水土保持植树种草，涵养水源，改善生态环境，以保护浅层地下水。二、水土保护措施1．水土流失现状台城煤矿位于**黄土高原，水土流失严重。由于水蚀和风蚀的强烈作用，造成地形地貌复杂，地表沟壑纵横，支离破碎，树枝状沟谷十分发育,土壤贫瘠，有机质含量低，腐殖层薄，肥力缺乏，土地经营粗放，自然植被覆盖普遍较低，植被稀疏低矮，植物种类贫乏。矿区的土壤侵蚀特点是以水侵蚀为主，风侵蚀为辅。 2．水土保持治理措施为了更有针对性、时效性地开展水土保持工作，根据矿区水土流失特点及水土流失危害程度，类比相关矿区经验，将矿区划分为重点治理区和综合防护区二个防治区，因地制宜，分类治理。重点治理区主要指矿井塌陷区，其主要采取回填复垦、坡式梯田、水土保持耕作、防护林等水土保持措施。综合防护区包括工业场地、公路、附属设施等，其土壤侵蚀量较重点治理区要小，水土保持治理措施坚持工程措施与生物措施并重的原则，工程措施主要是设置地面排水沟、涵洞、挡土墙等永久措施。生物措施是采取绿化美化，植树种草措施，设置防护林带、行道树、花坛、草坪等防风降噪，净化空气，保持水土。第五节　地表塌陷治理1.地表塌陷预计本井田含煤地层为石炭系上统太原组和二叠系下统**组。（1）2号煤层位于**组中部，煤层厚度为1.36-2.34m，平均为1.88,结构简单，一般不含夹矸，层位稳定，顶板、底板多为砂质泥岩及细砂岩，为全井田稳定可采煤层。（2）3号煤层位于**组中部，为稳定可采煤层，该煤层厚度为0.76-0.95m，平均为0.82m，结构简单，一般不含夹矸，层位稳定，顶板多为炭质泥岩、底板多为砂质泥岩及粉砂岩。（3）4号煤层位于**组中下部，为全井田稳定可采煤层，上距2号煤层6-9m，左右，煤层厚度为3.05-4.04m，平均为3.46m，结构中等，一般含0-2层夹矸，层位稳定，顶板为砂质泥岩或砂岩、底板多数粉砂岩。（4）8号煤层位于太原组下部，上距4号煤层70m左右，顶板为泥灰岩或石灰岩，其下有1m 左右的泥岩伪顶，底板以粉砂岩为主，结构简单，含0-1层夹矸。该煤层厚度3.74-4.81m,平均为4.24m，全井田稳定可采煤层。（5）9号煤层位于太原组下部，上距8号煤层10.00m左右，顶、底板以泥岩为主，含1-2层夹矸，为结构简单，该煤层厚度0.86-2.31m，平均为1.42m,全井田稳定可采煤层。。预计矿井初期开采地表塌陷下沉深度为1.12m，矿井开采后期地表塌陷的最大深度为3.2m左右。2地面塌陷区综合治理矿区经济发展以农业为主，按照国家《土地复垦规定》对土地复垦的有关规定要求，结合本矿井的地表塌陷区情况，塌陷区治理应统一规划，分区、分期实施。根据塌陷的不同深度采用矸石填充塌陷区，上覆盖表土复垦或使之成为坡式梯田，用于农业生产或植树种草绿化环境，在技术可行、经济合理的情况下，有计划地调整农业经济结构，建立新的生态平衡系统。第六节　机构设置及环境保护投资一、机构设置矿井设环保科，负责组织、落实、监督本矿的环境保护工作，指导和组织本矿的环境监测。定员根据实际情况由矿方决定，建议设1～2人。矿井设置必要的监测机构采取相应的监测手段，定期对本矿的污染物进行监测，分析所排污染物的变化规律，为制定污染控制措施提供依据。二、环境保护投资概算矿井建设固定资产总投资为19523.52万元。环保投资为489万元，占总投资比例为2.5%。 第七节环境影响评价一、产业政策和发展规本项目建设规模为45万t/a原煤，根据**省煤炭工业局晋煤安发【2006】12号文“关于太原市2005年254对煤矿矿井瓦斯等级鉴定结果的批复”，项目生产工艺、设备选型等方面均符合国家产业政策及相关的法律法规要求和当地发展规划的要求。二、工业选进性与清洁生产本工程煤炭回采率可达到煤炭工业技术政策75%的规定要求；各项技术经济指标的国内同行业中处于中等水平。综合清洁生产指标和清洁生产的分析过程来看，项目生产工艺、资源利用、产品、污染物及废物处置等指标均不同程度地体现了清洁生产的宗旨，可达到国内清洁生产基本水平的要求。三、达标排放分析本项目涉及环境空气、水体、固体废物等污染源，在采取对应的污染防治措施后，可满足相应的排放标准的要求。四、厂址可行性分析通过当地发展规划、环保政策、土地利用、环境功能区划、环境质量现状、环境影响和区域环境承载能力、项目建设条件、工业场地和平面布置合理性等方面的分析，该工程的工业场地和矸石场选择是可行的。 第十六章职业安全卫生第一节概述一、设计依据与标准1.《煤矿安全规程》2.《工业企业设计卫生标准》3.《煤矿井下粉尘防治措施》4.《工业企业采光设计标准》5.《工业企业照明设计标准》6.《工业企业噪声卫生标准》7.《职业病范围和职工病患者处理方法的规定》二、工程概况本矿建设性质为扩建工程，建设规模为45万t/a。该井田位于古交市镇城底镇台盘村南，行政区划隶属古交市镇城底镇管辖。三、工艺流程根据煤质、煤的用途及业主要求，本矿出井的原煤在筛分拣矸车间通过YAH2160圆振动筛分级，将原煤分成+50mm，-50mm两级，+50mm级经手选带式输送机人工拣矸后，与筛下-50mm级原煤混合通过上仓带式输送机运至原煤全封闭储煤场，汽车装车外运。第二节建筑及场地布置一、自然条件井田位于吕梁山脉东侧，属中低山侵蚀地貌，沟谷发育，山梁上一般为第三、第四系黄土覆盖，沟谷两则有基岩出露，井田地势总体为西南高，东北低，最高点位于井田西南部山脊，标高为1378.7m，最低点位于井田东北部，沟谷中，标高为1189.20m ，最大相对高差约192.50m。井田地处黄土高原，气候干燥，昼夜温差大，春冬多风，夏季多雨，属温带大陆性气候。据古交市气象统计资料，该区主要气象特征如下：年平均气温为9.6°，一般7月份气温最高，平均为17.2℃，1月份气温最低，平均为-3.7℃。年平均降雨量426.1mm，多集中在7、8、9三个月，占全年降水量的60%以上。年平均蒸发量为2093.8mm，为年平均降水量的近5倍。结霜期为10月上旬至次年4月中旬，全年无霜期120～180天。冰冻期为10月下旬至次年3月下旬，最大冻土深度0.80m。年主导风向为西北风，年平均风速2.5m/s，全年7级以上大风平均天数为25天。二、周围环境本井田距太佳公路约1.5km，距镇城底铁路专用线约6km，与太佳公路之间有简易公路相连，交通运输便利。三、建筑及场地布置主要建筑材料力求就地取材，地方建材如：水泥、砌体、料石、砂石、石灰等都能满足需要，符合节约原则。钢筋等其他材料需由外地运入。根据国务院的文件要求和国家发改委、建设部等部委的联合通知的规定，为了禁止毁田烧砖、保护环境和建筑节能的要求，限制使用粘土制品，本工程除砖混结构采用机制空心粘土砖外，其他框架结构的填充墙体均不使用。砖混结构墙体外墙采用370厚机制空心砖，内墙采用240厚机制空心砖；框架结构的填充墙，外墙采用350厚加气砼块，内墙采用250厚加气砼块，生产指挥综合楼采用塑钢窗中空玻璃，其他工业建筑采用塑钢双层普通玻璃。工程设计中部分构配件采用标准图及预制产品。标准图采用国家或行业标准图集，预制件多采用现场预制、吊装的钢筋混凝土构件，钢构件可工厂制造，现场拼装。四、辅助用室场区设浴室、休息室等。 第三节职业危害因素分析一、生产中的危害因素1.自然与环境灾害因素分析本区抗震设防烈度为7度。由地震可能引起的地质灾害有滑坡、塌方、地裂。井田地表水属黄河流域汾河水系，无常年性河流，均属于季节性冲沟，平时基本无水，雨季时有短暂洪水流过。井田内各含水层的补给来源主要为大气降水。由于开采的影响，可能会使地表产生变形、塌陷，严重时将导致建筑物出现裂缝，也可能会对公路、地面输电线路产生一定的影响。2.矿井灾害因素分析在煤矿井下生产过程中，水、火、瓦斯、煤尘和顶板严重影响井下工人的身心健康。分析如下：1)瓦斯：主要来源于煤体或围岩中。它能燃烧、爆炸，大量积聚时能使人窒息死亡。瓦斯爆炸后生成大量一氧化碳，可能产生瓦斯煤尘联合爆炸和井下火灾，可致人员大量伤亡，设施遭到破坏，矿井被迫停产。瓦斯在空气中爆炸浓度为5%～16%，当空气中含有其他可燃气体和煤尘时，其爆炸下限随之降低，瓦斯爆炸主要发生在采掘工作面。掘进工作面易发生爆炸的原因是：由于掘进工作面采用局部通风机供风，一旦供风能力不够或风量不足，工作面附近及巷道内瓦斯不能冲淡排出，导致瓦斯积聚而达到爆炸浓度。采煤工作面容易发生瓦斯爆炸的地点是工作面的上隅角，由于采区内常积存高浓度的瓦斯，瓦斯的比重小，沿倾斜向上移动，部分瓦斯就在上隅角附近积聚起来，上隅角往往又是采区漏风的主要出口，漏风将高浓度瓦斯从采空区带出，工作面出口风流直角转弯，上隅角就形成涡流区，瓦斯难于被风流稀释排出；上隅角一带的采煤工作面煤体在集中应力作用下变得疏松，因此产生火源的机会较多。 2)矿尘：矿尘包含煤尘和岩尘两类。煤尘主要来源于采掘工作面，由采煤机、掘进机高速切割煤体、掘进面放炮落煤、煤炭装载、运输中产生；岩尘主要在岩石巷道掘进过程中产生。3)火灾：本矿2号煤层为自燃煤层应采用黄泥灌浆、喷洒阻化剂等防止内因火灾措施。另外井下火灾容易发生在高温、高热以及电气设备附近。4)水灾：井田内批采的2、3、4、8、9号煤层底板赋存最低标高为+980m，本井田推测奥灰岩溶水位标高+903-904m，煤层底板最低标高高于本井田推测奥灰水位之上，不存在带压开采问题。奥灰岩溶地下水对井田2、3、4、8、9号煤层的开采没有威胁。本井田主要水害是采空区积水，整合前该矿仅对2号煤层进行了局部开采，井下分布有1处采空区，在采空区低洼处有一定积水。根据矿方提供的“采（古）空区积水、积气及火区调查报告”，井田内2号煤层分布采空区总积水量约2500m3。5)冒顶片帮：易发生在采掘工作面。由于掘进工作面作业时，巷道围岩松动，巷道支护不及时，往往顶板和两帮矸石容易掉落；采煤工作面主要是初次来压、周期来压、收尾时顶板压力增大以及上、下端头受集中应力的作用，煤层顶板和煤壁松动，易发生冒顶和煤壁片帮。3.生产作业主要伤害因素分析根据生产工艺要求，矿井场地易燃、易爆场所和动力设施主要有：锅炉房、变电所和油脂库等。这些设施的平面布置，在满足生产需要的同时，还满足各自的防火、防爆距离、安全防护距离的要求和规定，并在其一旦发生事故时对场内其他设施的影响最小。场区总平面布置按各种设施的功能分区布置，利用道路和通道做隔离带，通道宽度为30～40m。满足防火、防爆要求。10kV变电所布置在场地南部，周围设围墙，自成体系。油脂库和坑木加工房布置在工业场地中部，距各井口200m以上，周围留有防火、隔爆间距。二、设备危害分析生产中选用大量的机械设备，减轻了工人的劳动强度，提高了工作效率，但也带来了一定的危害，具体见表15-3-1。 表15-3-1职业安全卫生设备表名称型号数量(台)危害采煤机MG160/380-WD1粉尘、噪音掘进机EBH-1322粉尘、噪音输送机SGZ630/180SSJ800/2×40SZB730/40111粉尘、噪音绞车JK-3/31.5JD-2511噪音给煤机GLW600型给煤机1粉尘、噪声三、受危害人数及程度从广义上讲，所有从事煤矿生产的人都受各种污染的危害，但工作地点不同，危害也有差异，详见表15-3-2。表15-3-2工作人员受害表地点工种人数危害程度备注井下采掘工作面134严重四个班其它工作面100较严重四个班井上生产人员54一般管理人员18较轻第四节主要防范措施一、井下开采过程中的危害防范措施1.安全出口措施本矿井共设有主斜井、副斜井、回风斜井、回风暗斜井4个井筒，其中主斜井、副斜井和回风斜井均敷设台阶扶手，因此，矿井共有三个安全出口，各井口间距均大于30m，满足《煤矿安全规程》规定的“矿井至少有两个安全出口”的要求。2.井下防灭火措施（1）火灾的防治措施为防止井下电气及运输设备发生火灾，设计采取了以下措施：1)井底车场及机电设备硐室均采用不燃性材料支护。2)井下设有完善的消防洒水管路系统，在运输和回风巷道每隔100m(运输巷为50m )设支管阀门，阀门后装快速管接头，作用有二，其一作消防用，其二作冲洗巷道用。并按安全规程要求配备了一定数量的灭火器材。在产尘量较大的部位和回风巷道及承担运煤的进风巷分别设有喷雾装置和风流净化水幕，以净化空气，降低煤尘的聚集浓度。3)在井下设有消防材料库，并配有足够的消防器材。4)在下列地方设置有消火栓①采区巷道口、掘进巷道迎头及带式输送机机头15m以内；②主变电所、采区变电所、消防材料库等入口15m以内；③回采工作面进、回风巷口15m以内；④井底车场、带式输送机大巷每隔50m；⑤其余巷道每隔100m。5)机电设备硐室设防火栅栏两用门。6)井下带式输送机均选用阻燃型胶带，带式输送机机头硐室设自动灭火系统。即设置由烟感或温感控制的自动喷水灭火装置。7)矿井通风机及井下设有反风装置，必要时可进行全矿井反风。8)井下电气设备均采用矿用防爆型，并设有保护接地、短路、过流、过负荷、断相、漏电等保护。9)井下爆破严格遵守有关规程、规范规定，防止爆破引发火灾。10)矿井生产期间，必须有专人负责检查和维护井上下安全设施，保证其完好无损，符合要求。（2）煤层自燃的防治措施本井田2、4、8号煤层均属自燃煤层，结合目前国内防灭火发展状况，经方案比较，设计确定本矿井采用以黄泥灌浆，喷洒阻化剂为辅的综合防灭火措施，井上下建立相应的防灭火系统和安全监测、监控系统。同时还应采取如下一些防灭火措施：1)工作面采完后应及时封闭，以防采空区的残煤继续氧化，发生自燃。2)按《煤矿安全规程》规定配备井下消防器材，确保及时扑灭火灾。3)在井下所有进回风相交处均设有双向双道风门，在需调节风量处设有调节风门。 4)巷道布置考虑了全矿井反风，区域反风及局部反风。5)井下按有关规定设置温度和CO探头及束管监测系统，对火灾进行预测。6)矿井建设和生产中应采取措施，重点对邻近矿井采空区内的煤层自燃情况进行调研分析，并采取相应的措施。3.井下防治水措施矿井为水文地质条件中等的矿井。生产中不能掉以轻心，必须高度重视。设计对水灾防治采取以下措施：（1）掘进工作面配备探水钻机，在掘进过程中，特别是遇见断层时必须打钻探水，经证实无突水危险时，方可继续采掘；遇见钻孔时，要注意观察，以防突然涌水。（2）生产过程中，做到“预测预报、有掘必探，先探后掘、先治后采”，加强井下探放水，采取防、堵、截、排等措施，保证矿井安全生产。（3）雨季时严密观测井下涌水量的变化情况和地表沟谷的水位变化情况，防止地表水漏入井下。雨季来临之前，加强对干沟的治理，采取措施封堵地表裂隙。4.瓦斯爆炸防治措施本矿井为低瓦斯矿井，如果通风管理不善，造成瓦斯积聚达到爆炸界限，遇到明火，也可发生瓦斯燃烧或爆炸，因此，在生产建设中要严格执行《煤矿安全规程》的规定，具体制定防止瓦斯爆炸的安全措施，并严格执行。设计上采取了以下措施：（1）矿井有完善的通风系统，井下各采掘工作面及其它有瓦斯涌出的地点均按规定配有足够的风量和适宜的风速，以冲淡和排除井下涌出的瓦斯。（2）井下采掘工作面均采用独立通风。（3）井下所有电气设备采用矿用防爆型。（4）采、掘工作面和瓦斯易积聚处，设置瓦斯报警仪。（5）生产中，加强通风管理，保证所有场所有足够风量，并配备专职瓦检员，定时定点和巡回检测，并在作业地点和主要风道口设瓦斯检测牌板；废弃的巷道和盲巷要及时封闭，并挂牌说明。 5.井下煤尘防治措施本井田2、4、8号煤层煤尘均具有爆炸危险性，因此，设计提出如下防止煤尘爆炸的措施：（1）加强通风管理：严格控制采、掘工作面的风速，防止煤尘飞扬。掘进工作面采用湿式打眼，配备湿式除尘风机，用于捕捉和收集散布于空气中的煤、粉尘，从而使浮尘量降到最小程度。（2）建立防尘洒水系统。在井下运输机转载点进行喷雾洒水；定期冲洗巷道，以减少浮尘和落尘。（3）在工作面回风顺槽、辅助运输巷、带式输送机巷、风硐等处设置风速传感器，监测各巷道风速，控制风速超限。（4）利用环境安全监测系统，及时测定风流中粉尘浓度。（5）采、掘工作面工人必须配戴防尘帽及防尘口罩。（6）限制煤尘爆炸范围扩大：设计在主要进、回风巷以及采掘工作面进、回风巷。及其它需要设置的地点按有关规定设置了隔爆水棚。（7）采取了煤层注水防尘系统。（8）采煤机、掘进机设置内外喷雾装置。二、地面消防设施1．防火等级建筑物设计，除应符合现行国家标准《建筑设计防火规范》的规定外，建筑物的耐火等级还应符合现行国家标准《煤炭工业矿井设计规范》表13.1.5规定。本工程生产或储存物品类别为甲类的建(构)筑物有油脂库等，耐火等级为二级；为丙类的建(构)筑物有通风机房、主井井口房、副井井口房、器材库、材料棚等，其中器材库、材料棚耐火等级为三级，其他为二级；为丁类的建(构)筑物有汽车库等，耐火等级为三级；为戊类的建(构)筑物有主斜井提升机房、副斜井提升机房、生产指挥综合楼、灯房浴室联合建筑、水处理建(构)筑物等，其中水处理建(构)筑物耐火等级为三级，其他为二级。 2．地面防灭火1)在工业场地500m3的清水池中贮存有432m3的消防用水量，并有保证消防贮水量平时不得使用的技术措施。2)地面消防用水采用独立的给水系统，消防采用临时高压制，火灾时开启消防泵来满足灭火时的水量和水压。3)室外消防给水管网干管布置成环状，管路上设有SQX型地下式消火栓，消火栓的设置按照《建筑设计防火规范》(GB50016-2006)的要求设置。4)根据《建筑设计防火规范》(GB50016-2006)的要求，在机修车间、器材库及液压支架存放间内设置有消火栓给水系统，其余建筑物室内均未设置消防给水系统，室内消防由室外消火栓保证。在井口房、材料库、坑木加工房、矿办公楼、联合建筑等建筑物附近设有室外消火栓，并在室内配备有一定数量的灭火器，供室内消防用。5)在生产系统内设置有消防给水系统，且在输送原煤的带式输送机走廊与建筑物连接处，设置有消防分隔水幕，以防止火灾蔓延。三、提升设备危害防范措施在主斜井、副斜井、提升机房内设操作间，以防噪音影响。主斜井、副斜井提升机电气传动设备，采用计算机控制供电系统，以提高机械设备寿命，并能有效地节约能源。四、压缩空气设备危害防范措施设计选用OGLC110A-20/0.75型风冷螺杆空气压缩机三台。压缩空气站应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。空压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，安全阀动作压力不超过额定压力的1.1倍。必须装设温度保护装置，在超温时能自动切断电源。 空气压缩机的吸气系统，应设置空气过滤器或空气过滤。空气压缩机与储气罐之间，应装止回阀。在压缩机与止回阀之间，应设放空管，放空管上设消声器。空气压缩机必须使用闪点不低于215°C的压缩机油。空气压缩机的储气罐，在地面应设在室外阴凉处。储气罐上必须装设安全阀。安全阀的选择，应符合国家现行的《压力容器安全技术监察规程》的有关规定；在储气罐的出口管路上加释压阀；储气罐与供气总管之间，应装设切断阀。五、地面生产系统扬尘防范措施1．各转载处尽量减小落差，必要时封闭。2．破碎机、筛分机的煤尘飞扬较大，除降低落差外，配备了留有观察孔的封闭溜槽。六、井下电气设备危害防范措施1．电气设备按《煤矿安全规程》规定选型，井下所有电气设备均采用隔爆型。2．井下所有低压电网配备具有选择性的漏电保护，发生漏电时能自动断电。3．向采区及移动变电站供电的电缆，其配出开关具有漏电保护。4．采区分开关设有选择性漏电保护系统，以防触电危及人身安全。5．低压电机的控制设备具有短路、过负荷、单相断路和低压保护。127V用电设备的控制器还具有漏电闭锁功能。6．井下掘进工作面局部通风机按“三专两闭锁”双风机、双电源自动切换方式供电。7．副斜井提升机、通风机、空压机、地面生产系统、矿灯房等采用双回路供电，以保证用电设备的可靠供电。七、防雷电措施工业场地分区布置，各个建筑按规程要考虑防火距离和消防通道。场内留有较大的绿化空地。1．对矿井地面高度超过15m的建筑物及构筑物均按三类防雷设避雷保护 ，按《建筑物防雷设计规范》和《工业与民用电力装置的过电压保护设计规范》要求，考虑了防雷电设施。2．根据建筑物的容易受雷击部位，装设避雷针或避雷带进行重点保护，每栋建筑物至少有两根接地引下线。3．变电所设有就地消防设施，配置有砂箱和化学灭火装置。八、改善劳动强度措施设计选用了机械化采掘设备，装备了完善的安全监测、生产监控以及自动灭火系统。实现了辅助运输机械化、井下煤炭带式输送机化，副斜井设架空乘人装置，机械运送人员上下井。第五节机构设置一、管理机构及人员配备“安全第一、预防为主、综合治理”是煤矿生产的根本方针，为贯彻执行《煤矿安全规程》等安全生产法规、条例，遵循“预防为主、综合治理”的原则，遵照《煤矿安全规程》和《矿山安全监察条例》，设置矿山安全生产机构。矿井设安监科，另设一名副科长负责矿井安全调度。二、安全卫生监测及检验人员安全卫生监测及检验人员配备设在通修队、机运队，安全监察员选择具有一定的生产经验的采掘、通风、机电、运输等专业技术人员担任，负责矿井通风、维修、保养及安全监测等工作。通修队下设通风组、巷修组。负责瓦斯监测、防尘洒水、测尘、测风、密闭、风门设置及维修、煤层打钻注水、巷道维修、检查瓦斯、探放水、火药搬运、隔爆棚设置和更换、煤尘清扫和清理煤仓以及井下管路维护等工作。三、矿山救护及消防矿井生产是地下作业，自然条件十分复杂，顶板、瓦斯、水、火等自然灾害都有可能发生。 该矿井位于古交市镇城底镇台盘村南，行政区划隶属古交市镇城底镇管辖。矿井主要救护任务依托太原市矿山救护大队，但由于太原市交通不畅，矿山救护大队不能保证在《规程》规定的30min内到达该矿，因此可依托西山救护大队古交中队，另外本矿设辅助救护队，救护队距离矿井10km，定员9人。四、劳动安全卫生教育机构及人员矿井劳动安全卫生教育工作由矿安监科负责，根据煤矿生产建设的特点及矿井实际情况，对直接从事煤矿生产建设的职工，在文化、技术教育的基础上，定期进行强制性的安全技术培训，经考试合格并取得《安全资格证书》才准上岗。第六节预期效果及评价根据对矿井职业危害的因素分析，设计中采取了相应防火、防爆、防尘、防雷击、防触电、防机械损伤和防噪声等措施。矿井建成后，如严格执行有关安全卫生规程规范，并落实以上各项预防措施，就可以杜绝安全事故，保障生产人员的身体健康及矿井安全生产。第七节存在问题及建议煤矿生产的特点是环节多，危险和危害因素多。尽管设计中考虑了相应的防范措施，但难免有不周全之处。因此，矿井投产后职业安全卫生工作还应根据具体情况加以完善，使煤矿生产安全、文明、持续地发展。生产管理中把劳动保护和职业安全卫生措施切实落实到位。矿工上岗前，必须坚持“先培训，后上岗”的原则，严格安全技术教育，未经培训合格的工人不得上岗。各工作岗位必须编制作业规程，作业规程中应有详细的安全要求及安全措施，确保每个职工能熟练掌握作业规程并按作业规程操作。总之，在煤矿职业安全卫生方面，应认真贯彻“安全第一、预防为主”的方针。要进一步研究煤矿特殊劳动条件对工人健康的影响，预防职业病、职业中毒和其它工业伤害的发生，创造良好的安全生产条件，切实保障工人的人身安全，保障职工的身心健康，增进职工身体健康水平，以促进煤炭生产稳定持续发展。 第十七章节能、减排第一节概述《中华人民共和国国民经济和社会发展第十一个五年规划纲要》提出了“十一五”期间单位国内生产总值能耗降低20%左右，主要污染物排放总量减少10%的约束性指标。这是贯彻落实科学发展观，构建社会主义和谐社会的重大举措；是建设资源节约型、环境友好型社会的必然选择；是推进经济结构调整，转变增长方式的必由之路；是提高人民生活质量，维护中华民族长远利益的必然要求。国家发展改革委员会、国家环境总局发改能源[2007]1456号文进一步明确了实现节能减排的目标任务和总体要求：到“十一五”末，煤炭企业单位生产总值能耗比2005年下降20%，二氧化硫排放量控制在规定范围内。原煤入洗率由2005年的25%提高到50%，煤矸石、煤泥等固体废弃物综合利用率由2005年的34%提高到70%，矿井水利用率由2005年的44%提高到70%，矿井瓦斯抽采利用率达到60%。第二节用能规范和节能标准一、指导思想与基本原则1．以科技发展观和构建社会主义和谐社会重大战略思想为指导，依靠科技进步，发展循环经济，转变增长方式，健全规章制度，加强监督管理，努力构建资源节约型、环境友好型煤炭企业，促进煤炭工业可持续发展。2．坚持优化设计与强化管理相结合，坚持应与先进技术与淘汰落后工艺相结合，坚持清洁生产与资源综合利用相结合，坚持突出重点与全面推进相结合。二、矿井设计采用的用能标准和节能标准1．《中华人民共和国节约能源法》；2．《国务院关于加强节能工作的决定》(国发[2006]28号)； 3．《国务院关于印发节能减排综合性工作方案的通知》(国发[2007]15号)；4．《国家发展改革委员会、国家环境总局关于印发煤炭工业节能减排工作意见的通知》(发改能源[2007]1456号)；5．《煤矿节约能源若干规定(试行)》；6．《夏热冬冷地区居住建筑节能设计标准》(JGJ134-2001)；7．《公共建筑节能设计标准》(GB50189-2005)；8．《民用建筑节能设计标准》(JGJ26-85)；9．《既有采暖居住建筑节能改造技术规程》(JGJ129-2000、J68-2001);10．《设备和管道保温设计导则》(GB58175)；11．《建筑外窗空气渗透性能分级及其检测方法》GB7107规定的Ⅲ级；12．《煤炭工业矿井设计规范》中矿井各项用水量用水指标。第三节本矿井资源利用条件一、煤炭资源矿井保有资源/储量1081万t，工业资源/储量1077.71万t，设计资源/储量849.46万t，设计可采储量470.5万t。二、水资源矿井正常涌水量471m3/d，矿井投产后可用处理后的矿井排水作为井下用水的主要水源。井下排水在采煤过程中水质虽受岩尘和煤尘的污染，但经净化消毒处理后能够保证供水水质要求。除井下矿井日用消防洒水外，剩余水可用于地面防尘、绿化、浇洒路面及储煤场防尘等其它工农业用水，外排部分水质符合《煤炭工业污染物排放标准》（GB20426-2006）中采煤废水的排放标准。矿井水源在工业场地附近打深井供给，深水井水源取自奥灰水，水质优良，水量丰富，因此可作为矿井目前可靠的供水水源。绿化用水、浇洒道路用水可用生活污水处理站的回用水。 第四节项目能源消耗种类、数量及能源使用分布情况一、矿井电力使用分布情况矿井工业场地10kV变电所，两回路10kV电源一回引自镇城底220kV变电站，另一回引自梭峪35kV变电站。矿井工业场地10kV变电所最大排水时有功计算负荷约为2480kW，设双回路10kV供电电源，两回电源线路一回引自镇城底220kV变电站10kV母线段，导线型号为LGJ-185mm2钢芯铝绞线，输电距离约5km，电压降为4.3％；另一回引自梭峪35kV变电站10kV母线段，导线型号为LGJ-185mm2钢芯铝绞线，输电距离约5km，电压降为4.3％；满足规范5%的要求。二、矿井水源使用分布情况供水系统消耗的能源主要是电能，用电设备主要有水处理设备、生活水泵、生产水泵、消防水泵、循环水泵等。用水项目主要为生活用水、食堂用水、洗衣用水、洗浴用水、副井提升机房稀润滑油站循环用水、井下消防洒水、除尘用水、绿化及浇洒道路用水等。该矿现供水水源取自临近村庄民井，水量尚可满足整合前矿井用水需要。矿井扩建后，用水量增加，现有供水水源将不能满足要求，设计考虑在工业场地附近新打一眼深井开采奥灰岩溶水解决矿井供水需要。为充分、合理的开发和利用水资源，对矿井的井下涌水作净化处理，处理后用于井下消防、洒水，多余部分用于地面降尘洒水。矿井正常涌水量为471m3/h，最大涌水量为570m3/h，可满足井下消防洒水的需要。第五节项目能耗指标计算和能耗分析一、电耗指标计算及能耗分析1.工业场地两回路10kV供电电源，一回引自镇城底220kV变电站，导线为LGJ-185钢芯铝绞线，输电距离约5km ；另一回引自梭峪35kV变电站，导线为LGJ-185钢芯铝绞线，输电距离约5km；线路设计气象条件按年最高气温+40℃、最大风速25m/s、最低温度-40℃和最大覆冰5mm。（1）一回线路工作：电源引自镇城底220kV变电站线路的有功功率损耗=3×1852×0.163×5×10-3=83.6(kW)线路年运行电耗费=0.5×(16×330)×66.1=22(万元)（2）两回线路同时工作：(按两回线路各分担一半负荷估算近似值)线路的有功功率损耗=3×(185/2)2×0.163×5×10-3＋3×(185/2)2×0.163×5×10-3=41.8(kW)线路年运行电耗费=0.5×(16×330)×41.8=11(万元)其中：0.5元—10kV电压大工业电价0.163—钢芯铝绞线的千米电阻(LGJ-185mm2型号)查《煤矿电工手册》上表7-4-5；330d，16h—矿井工作制；两回线路同时工作不仅节省了经济投入，而且减少线路电能损耗，并且提高了供电的连续性及可靠性，加强了煤矿用电的安全性。2．矿井电力负荷统计与分析电力系统中，有许多根据电磁感应原理工作的设备，如变压器、电动机等。这些设备在工作中，不仅消耗有功功率，而且需要一定数量的无功功率。通常无功功率由发电机供给，但发电机多发无功以后，必将影响它的有功出力。送配电线路及高低压变压器由于传输无功功率也将造成电能损失和电压损失，降低了设备的利用率。供电部门要求企业的月平均功率因数达到0.9以上，而电器设备普遍的功率因数偏低，因而应装设无功功率补偿设备，以提高系统的功率因数，并达到合理利用能源及节能目的。常规做法是在矿井10kV变电所10kV母线上装设无功补偿设备，对10kV高压供配电系统进行集中补偿，该种方式具有安装简单，运行维护方便及有功损耗小等优点，得到了十分广泛的应用。 经对全矿井用电负荷统计计算，矿井整合后用电设备安装台数114台，工作为97台；用电设备容量为4256kW，工作容量为3571kW。矿井10kV变电所10kV母线最大涌水时计算负荷为：有功负荷：Pj=2480kW无功负荷：Qj=2371kVAR为提高功率因数，在矿井10kV变电所10kV母线安装1800kVAR电容器无功补偿装置。在最大补偿容量情况下，矿井10kV变电所10kV母线最大涌水时计算负荷为：Pj=2479.5kWQj=570.7kVARSj=2544.4kVACOSφ=0.97全矿井年耗电量为10.9×106kW.h，吨煤电耗24.3kW.h。与同类其它矿井相比吨煤耗电适中。3．矿井10kV变电所在工业场地现有的10kV变电所接近矿井地面及井下的负荷中心，减少了向各负荷供电的电缆长度，降低了线路电能损耗及线路电压损失。基本满足国家和地方的合理用能标准及节能设计相关规范。二、机械设备1.提升设备（1）主斜井主斜井安装1部带宽B=800mm，速度V=1.6m/s，强度St=800N/mm，电动机YB315M2-4=160kW，电压等级380V；减速器ZSY450-40；制动器KZP-800；逆止器DSN090。（2）副斜井提升设备1)副斜井提升机副斜井提升设备新选1部JK-3/31.5型单滚筒提升机，配YPT型10极交流变频电动机，额定功率450kW，电压660V，额定转速589r/min。提升系统最大速度Vm=2.936m/s。选用36NAT6×7+Fc1670ZS718455型(GB/T8918-2006)钢丝绳，钢丝绳直径d=36mm。2)副斜井架空乘人装置 副井提人设备选用RJKY30-22/325型可摘挂抱索器架空乘人装置，驱动轮和尾轮直径1200mm，乘人间距15m，钢丝绳直径20mm，运行速度1.2m/s。配用YB2-225M-6型隔爆电动机，功率30kW，电压380V，转速980r/min。2.通风设备根据计算的风量及负压，设计选用FBCDZ-8-№20B型轴流式风机2台，配用YBFe315L2-8型电机（功率2×110kW，电压380V），1台工作,1台备用。3.排水设备主排水选用MD25-30×6耐磨型水泵3台，配用30kW电机。正常和最大涌水时1台工作,1台备用,1台检修。采区排水选用MD46-30×5耐磨型水泵3台，配37kW电动机。正常和最大涌水时1台工作、1台备用、1台检修。4.压缩空气设备选用3台OGLC110A-20/0.75型风冷螺杆空气压缩机。1台工作，2台备用。发生灾难时,2台同时工作，1台备用向井下被困人员供气。其供气量：20.0m3/min、供气压力：0.75MPa。电机为Y型，功率110kW，380V。第六节项目节能措施及效果分析一、节能措施1.井下开采节能（1）矿井设计要符合清洁生产的要求，优先采用资源回收率高、污染排放少的清洁生产技术、工艺和设备，要有对液、气体废弃物、共伴生资源等进行综合利用的措施。（2）矿井采用中央分列式通风方式，尽量缩短通风线路，降低通风阻力，以减少能源消耗。（3）设计采用机械化开采，既可实现合理集中生产，减少运输环节，又可有效提高煤炭回收率，减少煤炭损失。 （4）巷道支护方式尽量选择通风阻力系数较小的锚网喷支护，设计要求巷道掘进采用光爆技术，减少巷道超挖量。通风计算中，减少人为风阻，从而减少矿井总通风阻力，降低通风能耗。井下煤流系统无反向运输；实现集中生产，提高回采率；井下煤炭运输采用带式输送机，尽可能利用位能进行启动；设计选用采掘设备均满足高效、节能要求。2.地面建筑节能根据《民用建筑热工设计规范》和气候条件，矿井处于夏热冬冷地区，需满足夏季防热要求，兼顾冬季保温。具体采用的节能措施如下：（1）外墙保温建筑的外维护结构墙体主要使用节能产品，外墙材料优先选用冶艳砖、加气混凝土砖块等，再在外墙基础上作外保温。（2）屋面保温屋面保温是建筑需要外保温的五个面之一，屋顶直接受太阳的直射，其保温隔热对建筑具有至关重要的影响，因此屋面的保温采用挤塑聚笨保温板作为保温材料，并尽量避免屋顶开玻璃天窗，屋面防水保温采用倒置式做法，经过以上措施，屋面保温隔热均能满足本地区规定的热阻指标和规范规定的节能标准。（3）门窗节能措施及建筑遮阳外门窗在建筑的节能中至关重要，其热工性能指标包括传热系数、遮阳系数及窗墙比等，鉴于煤矿场区建筑一般为普通的民用建筑，设计尽量避免使用大面积的玻璃幕墙，减少或避免屋顶玻璃天窗，开窗面积均控制在合理的范围内，公共建筑的窗墙比尽量控制在0.7以内；居住建筑窗墙比尽量控制在0.35以内。尽量结合建筑造型采取硬遮阳措施，对于无法采取硬遮阳措施的公共建筑立面可选用具有遮阳低辐射功能的玻璃，以达到遮阳的目的。（4）地面保温公共建筑的地面为防止结露，增加使用的舒适性，可在地面层增加一定的保温措施。煤矿地面建筑通过以上四个方面采取保温隔热措施后，其建筑的节能指标均能满足或超过地方及国家规范规定的节能标准和节能指标。达到节约能源的目的。（1）电力调配及其它 企业电力调配的目的就是我们通常所说的“平峰填谷”，使用电负荷率尽量的接近于1。从经济运行方面考虑，负荷率愈接近1表明设备利用程度越好，用电愈经济。负荷率小于1或大于1都是不经济的方式。改变负荷率的方法，主要是压低高峰负荷和提高平均负荷，使两者之间的差别尽量减小。矿井实行调整负荷的措施如下：1)降低矿井内部总高峰负荷。2)调整大容量用电设备的用电时间，避免高峰时间用电。3)调整各区队的生产、检修班次和工作时间，实行在电力系统高峰时间让电，实行计划用电，高峰期电力指标下达到区队、班组等，严格控制高峰时间的电力负荷；安装电度表计等，合理的分配高峰电力指标等。4)调整负荷，提高负荷率是具有全局性的一项工作，它不仅使用电单位的用电达到经济合理，而且也为整个电网的安全经济运行创造了条件，这是一项具有重要意义的工作。5)供配电线路按经济电流密度选择导线截面，按载流量及电压降进行校核；选择技术、材料先进的新型节能变压器；井上、下采用高效节能照明灯具；室外照明采用定时或光电控制装置；各用户电源进线、大型固定电器设备、井下各馈出线及地面50kW以上的电器设备均设电度计量表，便于分别计量考核。（2）矿井供电系统、电网系统结构合理，与矿井规模、用电负荷想适应，井上、下变电所均靠近各自负荷的中心。（3）为减少线损和降低电压损失，配电线路截面严格按照经济电流密度及满足电压损失要求进行选线。（4）所有高低压开关柜柜面显示灯均采用发光二极管，仪表采用液晶显示，从而降低能耗，满足节能要求。（5）主变电所采用10kV供电。井上、下各级变压器均选用高效低耗产品，以减少电能损失。工作面均采用KBSGZY型移动变电站供电。（6）高压供电深入负荷中心，井下工作面采用移动变电站供电，减少了低电压电缆数量，节省了投资、减少电能损耗、提高供电质量。 4.机械设备节能（1）井下煤炭输送系统节能1)通过优化矿井开拓方式、采区布置等，确定合理的井下原煤输送工艺。2)根据矿井生产能力、工作制度、采掘工作面配置、输送工艺等，选择合理的输送机基本参数(输送能力、带宽、带速等)。3)根据输送机工况选择合理的计算参数，计算出输送机的驱动功率，选择合理的功率配比和单机功率。4)井下带式输送机驱动电机采用节能型电机；启动采用液压软启动方式，以降低带式输送机启动时对供电系统的冲击；带式输送机设各种保护装置，对生产过程中出现的运输事故能够及时发现并排除。减少事故对设备的损害，以保证生产安全和设备运行稳定。5)根据输送机工况和电动机功率，选择合理的软启动装置。6)主要机械设备选型充分考虑了节能因素，选用运行效率高，电耗少的设备。7)重视输送机主要部件的加工制造质量，特别是旋转部件的加工精度。8)加强生产管理，合理安排输送系统的运转时间，降低设备空载能耗。9)加强设备的检修维护，及时更换破损的设备零部件，使系统中各设备始终保持良好的工作状态。（2）提升设备能耗与指标分析副斜井提升设备选用1部JK-3/31.5型单滚筒提升机，配YPT型10极交流变频电动机，额定功率450kW,电压660V,额定转速589r/min。提升系统最大速度Vm=2.936m/s。选用36NAT6×7+Fc1670ZS718455型(GB/T8918-2006)钢丝绳，钢丝绳直径d=36mm。电机选用YPT型10级交流变频电动机，该系列电动机不但能实现无级调速，而且在负载不同时，始终高效运行，有良好的动态特性，能实现高性能、高可靠性、高精度的自动控制。提升系统采用较低的提升速度，从而达到了节能的目的。（3）通风设备能耗及指标分析通风设备选用FBCDZ-8-№20B型对旋轴流风机，FBCDZ型对旋轴流风机叶片角度无级调节，工况点调节方便， 是与矿井通风网络参数合理匹配的新型高效、低噪主扇风机，其高效区范围极宽，效率高。通风机前、后期效率分别为82%、85%，风机前、后期电耗分别为0.430kWh/Mm3.Pa、0.413kWh/Mm3.Pa；低于能源节能[1990]821号文规定的0.44kWh/Mm3.Pa。（4）排水设备能耗及指标分析井下主排水设备选用MD25-30×6耐磨型离心式水泵，排水系统吸、排水管径不同，减少了阻力损失，同时排水泵的工况点处于工业利用区之内。主排水泵前、后期工况点效率分别高达61%、62%，为水泵的最高效率，计算的吨水百米排水电耗分别为0.42kWh，低于能源节能[1990]821号文规定的0.50kWh。（5）压缩空气设备能耗与指标分析本矿井的压风设备采用固定集中供风方式。根据井下用风设备风量、风压和井下发生灾害时人员安全，选用3台OGLC110A-20/0.75型螺杆式空气压缩机。该机耗电较少，采用智能SE控制，自带空气冷却装置。即节能、又节水。计算空气压缩机比功率为5.77kW/m3/min，低于能源节能[1990]821号文规定的5.9kW/m3/min。5.给排水、暖通及环保节能(1)水资源利用和减少水污染物排放矿井正常涌水量19.6m3/h，矿井投产后可用处理后的矿井排水作为井下用水水源。井下排水在采煤过程中水质虽受岩尘和煤尘的污染，但经净化消毒处理后能够保证供水水质要求。除井下矿井日用消防洒水外，剩余水可用于地面防尘、绿化、浇洒路面及储煤场防尘等其它工农业用水，外排部分水质符合《煤炭工业污染物排放标准》（GB20426-2006）中采煤废水的排放标准。(2)矿井给水排水系统设计及设备选型①使用节水型卫生器具，除节水效果外，其节能效果也是比较显著的。②采用内壁光滑的供水管材，内外涂塑复合钢管或给水UPVC-M管，选用合理的经济流速，减少管道的水头损失。③选用低阻力阀门和倒流防止器等，在循环水系统中应采取防结垢措施，以减少管道局部水头损失，相应可减少水泵供水压力，降低供水能耗。 ④选用高效率低能耗的水泵产品，同时工况点应在水泵性能曲线的高效区。⑤对热水管道系统进行保温，采用保温性能好的保温材料，减少热量损失。⑥生活供水设备采用低能耗变频供水设备。⑦工业场地及井下消防与防尘用水，采用重力流输水方式。(3)给水排水系统减排效果①工业场地的井下排水处理站每年截留的煤泥，经离心脱水机脱水后外销。②井下排水处理后作为矿井的生产用水，每年减排88.21万m3，每年节约水资源88.21万m3。③生产生活污废水处理后作为工业场地的生产、防尘及绿化用水，每年减排9.733万m3，每年节约9.733m3水资源。④生产生活污废水处理后，保护了矿井周围环境。(3)采暖矿井行政、生活福利设施等建筑均为节能建筑，采暖设施按节能建筑设计，热能损失小。矿井建筑物采暖热媒采用95/70℃热水，卫生节能符合国家节能政策。矿井热力管网等供热环节在满足安全运行、检修方便的前提下，尽量做到布置紧凑、合理，以减少介质、能量损失。矿井设有锅炉房，热源锅炉房提供。二、节能减排效果分析节约能源和资源是保障国家能源安全的必然要求，党的十六届五中全会就提出把节约资源作为基本国策，“十一五”规划《纲要》将单位GDP能耗降低20%左右作为约束性指标。矿井设计采用先进的生产技术，选用低耗高能的机电设备等措施，节约了能源，提高了资源利用率，有效的减少了矿井各类污染物的排放。 第十八章建井工期第一节建井工期一、施工准备工作施工准备阶段应遵循的主要原则：统筹安排好矿井建设与工人生活之间的关系，既要保证完成矿井开工前应具备的“四通一平”条件和施工所必须具备的工业设施，又要为施工队伍提供基本的生活环境和居住条件。考虑到上述要求，根据本矿井为资源整合矿井的实际情况，将施工准备工作划分为：1.技术准备：应在施工队伍进场前进行。主要内容有：（1）学习有关技术文件，主要是地质资料和矿井初步设计，熟悉、掌握有关情况和设计意图。（2）组织好施工图设计的供应工作。（3）编制矿井施工组织设计。2.工程准备：在施工队伍进场后，应立刻进行。主要内容有：（1）拆迁障碍物，平整部分工业场地。（2）建成施工所需要的供水和通讯。（3）完成必要的生活福利设施及工业设施，尽量减少大临工程。3.物资供应主要包括开工所需准备及钢材、木材、水泥、土产材料等物质的供应。各种物资按保证2～3个月需用量做准备。4.施工劳动力的准备编制施工劳动力需用计划，开工前做好调配、培训工作。5.对外协作工作 包括生产材料、供水、供电、通讯、交通等外部条件的协作。施工准备期从施工队伍进矿开始，需1个月时间。二、矿井设计的移交标准本矿井设计规模为45万t/a，移交时井下布置一个2号煤层综采工作面，为保证矿井正常接替，结合本矿采区和工作面的接续要求，设计共配备2个掘进工作面，采掘面比1:2。矿井建设采取一次设计、连续施工并投产的方式。矿井竣工移交时应完成的工作有：1．井下生产系统：全部井巷工程量、工作面装备及其配套的运输、通风、供水、供电、通讯等系统；2．地面生产系统：与生产能力相适应的全部为生产、生活服务的各项设施和行政福利设施；3．井上下机电设备安装：完成全部井上下工程配套的机电设备、管线安装，经全矿井联合试运转，验收合格后移交生产。三、井巷施工平均成巷进度指标为了加快矿井建设速度，设计考虑尽量采用国内外新技术、新工艺和新设备，努力提高机械化水平，提高井巷工程质量。根据《煤炭工业矿井设计规范》中的掘进成巷指标，根据施工中所采用的机械设备、结合本矿区施工的实际水平，并考虑近年来国内矿井的实际井巷施工水平，设计对各类巷道平均成巷指标确定如下：斜井刷大：100m/月；岩巷：200m/月；硐室：500m3/月大巷：300m/月；综掘顺槽：300m/月。四、井巷主要连锁工程的确定：根据井巷工程计划进度，确定井下主要连锁工程如下：1.回风斜井前段（刷大）→总回风巷→回风大巷→1121工作面回风顺槽。 2.主、副斜井井底车场及硐室→轨道大巷→1121运输顺槽→开切眼→顺槽掘进工作面。五、三类工程施工顺序和施工组织的基本原则矿井建设期间，应充分利用时间、空间，对井巷、土建及机电设备安装三类工程进行安排，使三者紧密配合，平行作业，相互穿插，协调有序地进行。在三类工程中，井巷工程因受地质、瓦斯、水的影响，受井下施工空间的限制，施工难度大，工期长，是影响矿井建设工期的主要因素，要采取有效措施，确保井巷工程按期完成。土建及机电设备安装工程应根据井巷工程时间、空间的要求，结合工程自身的特点，围绕井巷工程施工组织安排，紧密配合施工，做到同步建成投产。六、建井工期的预计根据井巷工程进度安排可知，矿井建设工期预计为14.9个月。其中施工准备期1个月，井巷工程10.9个月，联合试用转3个月。详见图18-1-1。第二节产量递增计划根据矿井开拓布置，设计要求矿井地面、井下工程一次建成投产，投产当年即可达到设计生产能力45万t/a。 第十九章技术经济第一节劳动定员及劳动生产率一、劳动定员对生产工人特别是关键设备操作维修工人和一般工人需加强培训，培训合格取得上岗证后方可上岗。行政管理人员和技术管理人员要适应市场经济和科技进步的要求，聘用高素质的管理和技术人员。依据《煤炭工业矿井设计规范》，全矿定员为336人。二、编制劳动定员表矿井设计生产能力45万t/a；根据《煤炭工业矿井设计规范》，矿井工作制度：年工作日330d。井下为四班制，每天三班生产，一班准备。每天净提升时间16h。劳动定员汇总见表19-1-1。表19-1-1劳动定员汇总表序号工种出勤人数在籍系数在籍人数第一班第二班第三班第四班小计一生产工人74635220209　288(一)井下生产工人595042161671.40234(二)地面生产工人1513104421.3054二管理及技术人员655218　18　生产人员小计80685722227　306三服务人员655218　18四其他人员533112　12　合计91766525257　336三、劳动生产率根据按岗位确定的定员计算所得：矿井原煤设计年原煤产量（t）矿井全员效率＝───────────────────────────────全部原煤生产人员出勤人数×设计年工作日（工d）＝6t/工第二节建设项目资金概算一、投资范围项目投资范围 包括矿井达到设计生产能力所需的全部井巷工程、土建工程、设备购置、安装工程及其他基本建设费用投资。以及预备费、建设期利息及铺底流动资金。二、编制依据1．工程量依据设计提供的工程量表、图纸、说明书及机电设备器材目录。2．采用定额指标：井巷工程：执行中煤建协字[2007]第90号文颁发的《煤炭建设井巷工程概算定额》（2007基价）及《煤炭建设井巷工程辅助费综合定额》（2007基价）。土建工程：执行煤规字〔2000〕第183号文颁发的《煤炭建设地面建筑工程概算指标（99统一基价）》。机电设备安装工程：执行煤规字〔2000〕第183号文颁发的《煤炭建设机电设备安装工程概算指标（统一基价）》。工程建设其他费用：参考中煤建协字〔2007〕第90号文的相关规定计算。3．设备、材料预算价格及有关费用设备价格：主要采用询价、不足部分参考《工程建设全国机电设备2008年价格汇编》和《煤炭工业常用设备价格汇编》并进行调整。材料预算价格：采用本地区2010年建筑安装工程材料预算价格，不足部分参考《煤炭工业安装工程定额外材料预算价格》并进行调整。设备运杂费：按设备原价的6%计算。材料运杂费：安装工程定额外材料按材料原价的8%计算。备品备件购置费：按设备价值的1%计算。4．费用标准：执行煤规字〔2000〕第48号文。5．基本预备费：根据煤规字〔2000〕第48号文颁发的规定，按7%计取。6．地区差价按煤邯价字（2010）3号文调整。三、资金来源及建设期贷款利息1.建设投资概算根据以上编制依据，计算出本项目建设总资金为19523.52万元，吨煤投资为433.86元。 其中：井巷工程投资为3381.09万元，土建工程投资为2694.19万元，设备及工器具购置投资为7094.07万元，安装工程投资为2102.68万元，工程建设其他费用投资为2102.65万元，基本预备费投资为1209.93万元，建设期间投资贷款利息为384.50万元，铺底流动资金644.40万元。表19-2-1总概算表工程和费用名称概算价值（万元）吨煤投资(元/吨)占总投资比重(%)井巷工程土建工程设备及工器具购置安装工程其他费用合计准备工程　　　　　　　　井筒115.55　22.882.21　140.643.130.74井底车场巷道及硐室312.06　　0.00　312.066.931.65主要运输道及回风道1591.21　309.15120.88　2021.2444.9210.71采区1130.38　4820.89330.45　6281.73139.5933.27提升系统　57.12129.0327.41　213.564.751.13排水系统190.67　49.4695.94　336.067.471.78通风系统　32.25139.1828.47　199.904.441.06压风系统　9.2567.4535.81　112.512.500.60地面生产系统　251.64275.6998.58　625.9013.913.32安全技术及监控系统　0.00228.83186.58　415.419.232.20通讯调度和计算中心　　45.506.38　51.881.150.27供电系统41.2325.19441.65763.38　1271.4528.256.73地面运输　　36.08　　36.080.800.19室外给排水及供热　284.68179.69270.93　735.2916.343.89辅助厂房及仓库　361.24203.66109.09　673.9914.983.57行政福利设施　604.6748.3213.62　666.6114.813.53场地设施　982.93　　　982.9321.845.21居住区　0.00　　　0.000.000.00环境保护及"三废"处理　85.2296.6112.95　194.784.331.03其他基本建设费用　　　　2012.652012.6544.7310.66计3381.092694.197094.072102.682012.6517284.68384.1091.55基本预备费(7％)236.68188.59496.59147.19140.891209.9326.896.41小计3617.772882.797590.662249.872153.5318494.61410.9997.96建设期贷款利息（5.94%）　　　　384.50384.508.542.04建设项目总造价3617.772882.797590.662249.872538.0418879.12419.54100.00吨煤投资（元/吨）80.3964.06168.6850.0056.40419.54　　占总投资比重（%）19.1615.2740.2111.9213.44100.00　　铺底流动资金　　　　644.40644.4014.32　建设项目总资金3617.772882.797590.662249.873182.4419523.52433.86　 2.流动资金概算（1）流动资金参数的确定根据煤规字（1996）第501号文规定，流动资金的有关参数确定如下:应收账款周转天数为30天，年周转次数12次；库存材料周转天数为120天，年周转次数3次；库存产品周转天数为3天，年周转次数120次；现金周转天数为30天，年周转次数12次；应付账款周转天数为30天，年周转次数12次。（2）流动资金计算根据辅助报表4中产品生产总成本及经营总成本，结合诸参数的年周转次数计算出每年所需的流动资金占用额，然后根据煤规字（1996）第501号文规定计算出流动资金占用额为2148万元。2.分年度投资计划项目建设总工期14.9个月，根据施工进度安排逐年投资。分年度投资计划见表19-2-2。表19-2-2逐年投资分配序号工程及费用名称建设期第一年第二年合计一井巷工程1954.231426.863381.09二土建工程1815.36878.832694.19三设备及安装工程7202.071994.689196.75(一)采掘设备4056.381094.965151.34(二)通用设备3145.69899.724045.41四其他费用1356.14656.512012.65五预备费用862.95346.981209.93　合计13190.755303.8718494.61六银行贷款9233.523712.7112946.23七企业自筹3957.221591.165548.38八贷款利息274.24110.27384.50　小计13464.985414.1318879.12九铺底流动资金644.40　644.40　总计14109.385414.1319523.523.资本金筹措 根据国发[2009]第27号文的规定，项目建设资金的70%拟采用银行贷款，年贷款年利率为5.94%；另30%作为资本金，由企业自筹解决。项目企业法人为**华润煤业有限公司台城煤矿。随着近几年煤炭市场的走好，企业利润翻倍增长，因此企业在资本金筹措方面是有一定的保证。第三节原煤生产成本生产成本主要依据国家现行财税制度及有关规定和当地矿井实际生产成本按费用要素法进行计算。见表19-3-1。表19-3-1单位成本估算表序号项目名称单位成本（元/吨）总成本（万元）1材料35.281587.602动力14.58656.103工资37.331680.004职工福利5.23235.205修理费8.13366.006折旧费22.241001.007摊销费3.16142.008维简费10.00450.009地面塌陷补偿费0.5022.5010其他费用28.361276.2011销售费用1.0045.0012煤炭可持续发展基金30.001350.0013环境治理恢复保证金10.00450.0014煤矿转产发展基金5.00225.0015安全费15.00675.0016流动资金贷款利息1.9387.00　生产成本合计227.7510248.60　其中：经营成本180.418118.601．材料：根据该矿井设计生产工艺，结合同类型矿井的实际生产成本，概算原煤材料单位成本为35.28元/t。 2．动力：根据设计提供的吨煤电耗及该矿区生产用电单价进行概算，即吨煤电耗为24.3kW.h，0.67元/kW.h，则动力单位成本为14.58元/t。3．工资：根据矿井设计生产工艺，结合矿井的全员效率，概算年人均工资为50000元/人.年，则计算单位成本工资为：37.33元/t。4．职工福利：根据文件规定，职工福利基金占成本工资的14％。5．修理费：根据初期固定资产原值计算。6．折旧费：根据初期固定资产投资计算。其折旧办法执行煤规字(1996)第501号文的规定，一般采掘设备按10年折旧，通用设备按15年折旧，地面建筑工程按40年折旧计算。7．摊销费：根据煤规字(1996)第501号文的规定，将矿井初期的一切无形及递延资产按10年摊销列入生产成本。8．资源价款总计1181.25万元，其中：30%计入投资；70%按服务年限摊销。9．维简费：根据晋财建[2004]第320号文规定，吨煤成本为10元(其中：5元进入经营成本，另外5元用于流动)。10．地面塌陷补偿费：根据当地煤矿的有关成本资料估算，单位地面塌陷补偿费为0.5元/吨。11．安全费用：根据晋财建[2004]第320号文的规定，吨煤按15元提取，其中50%列入经营成本。12．其他费用：按28.36元/t估列。13.根据晋财煤[2007]8号精神，成本中应列支煤炭可持续发展基金30元/吨，环境治理恢复保证金10元/吨，煤矿转产发展资金5元/吨。第四节技术经济分析与评价一、销售收入概算1．煤炭价格及销售收入的概算根据国家和地方有关规定,并结合当地市场煤价，确定原煤销售单价为700元/t（含税价），计算矿井年销售收入31500万元。 2．销售税金及附加的概算本项目的销售税金及附加包括增值税、资源税、城市维护建设税及教育费附加。增值税：销项税17％，进项税17％，城市维护建设税按增值税的1％，教育费附加按增值税的3％分别计算。资源税执行财税[2007]第15号文的规定，按3.50元/t计取。在正常年份计算销售税金及附加为4578万元。二、利润的计算及分配计算正常年份的年利润总额为16673万元，所得税后利润为12505万元。在利润分配中，每年按可供分配利润的10％提取盈余公积金。还清借款后，以折旧费归还以前年份偿还借款垫支的利润，并将这部分未分配利润转入分配。三、盈利能力分析年利润总额投资利润率＝──────×100％＝78.44％项目总投资年利税总额投资利税率＝──────×100％＝99.94％项目总投资财务评价指标见表19-4-1。表19-4-1财务评价指标表序号指标名称单位指标1财务内部收益率（税后）%76.442财务内部收益率（税前）%99.063内部收益率（自有资金）%125.474投资回收期（税后）年2.615投资回收期（税前）年2.006财务净现值（税后）万元884427财务净现值（税前）万元1213908财务净现值（自有资金）万元891109投资利润率%78.4410投资利税率%99.9411资本金利润率%297.2712借款偿还期年2.2813盈亏平衡点（产量比例）%21.96 14盈亏平衡点（产量）万吨9.88全部投资税后内部收益率为76.44％，大于相应的基准收益率10％，税后财务净现值为88442万元，大于零，表明本项目除能满足行业最低要求外，还有较大盈余，因而在财务上是可以接受的。四、清偿能力分析经计算资产负债率逐年递减，流动比率、速动比率在整个建设期内逐年增加，这表明项目的净资产能够抵补负债。这表明能够在较短的时间内偿清借款。通过以上分析可知项目具有清偿能力。五、不确定性分析1．敏感性分析对该项目对投资、经营成本及销售价格诸因素变化的敏感性分析得出该项目对销售价格的变化最为敏感。2．盈亏平衡分析根据计算期内的固定总成本及可变总成本计算盈亏平衡点如下：固定总成本BEP(生产能力利用率)＝────────────────────×100％销售收入-可变总成本-销售税金及附加＝21.96％盈亏平衡见图19-4-1。BEP(产量)＝45×21.96％＝9.88万t 图19-4-1盈亏平衡示意图六、技术经济总评价该项目的主要经济指标税后全部投资内部收益率为76.44%，高于设定的基准收益率10%；投资利润率为78.44%，投资利税率99.94%。从不确定性因素分析，该项目在财务上是可以接受的。第五节矿井设计主要技术经济指标矿井设计主要技术经济指标见表19-5-1。 表19-5-1矿井设计主要技术经济指标表序号指标名称单位指标备注1井田范围－1.1走向长度m16211.2倾斜长度m14951.3井田面积km21.1742煤层－2.1可采煤层数层52.2可采煤层总厚度m11.822.3首采煤层厚度m1.882.4煤层倾角(°)8°3资源/储量－3.1保有资源/储量万t1082.93.2工业资源/储量万t1077.713.3设计资源/储量万t849.463.4设计可采储量万t470.504煤类－4.12、3、8、9号煤层－肥煤4.24号煤层－焦煤5煤质－5.1灰分(原煤)%18.66/33.50/18.01/25.672、3/4/8/95.2硫分(原煤)%1.23/0.4/2.58/1.462、3/4/8/95.3挥发分(原煤)%25.89/29.77/23.21/23.932、3/4/8/95.4原煤发热量MJ/kg28.01/31.34/4/8/6矿井设计生产能力－6.1年生产能力万t/a456.2日生产能力t/d13647矿井服务年限7.1设计生产年限a7.5 续表19-5-1矿井设计主要技术经济指标表序号指标名称单位指标备注8矿井设计工作制度－8.1年工作天数d3308.2日工作班数班49井田开拓－9.1开拓方式－斜井9.2水平数目个19.3第一水平标高m11429.4大巷主运输方式－带式输送机9.5大巷辅助运输方式－调度绞车10采区－10.1回采工作面个数个110.2掘进工作面个数个210.3采煤方法－综采一次采全高10.4主要采煤设备－10.4.1采煤机型号/台MG160/380-WD10.4.2支架型号/架ZY4800/16/3510.4.3刮板输送机型号/架SGZ630/18010.4.4带式输送机型号/台SSJ800/2×4011矿井主要设备－11.1主井提升设备型号/台带宽800mm带式输送机/111.2副井提升设备型号/台JK-3/31.511.3主要通风设备型号/台FBCDZ-8-№20B11.4主排水设备型号/台MD25-30×611.5压风设备型号/台OGLC110A-20/0.7512地面运输－12.1场外公路长度m350013建设用地－13.1用地总面积ha9.813.1.1其中：工业场地ha4.513.1.2场外公路ha3.213.1.3矿井矸石堆放场地ha0.514地面建筑－ 续表19-5-1矿井设计主要技术经济指标表序号指标名称单位指标备注14.1工业建(构)筑物总体积m31447114.2行政公共建筑物总面积(含单身宿舍)m2541915人员配置－15.1在籍员工总人数人33615.1.1其中：生产员工人30615.1.2原煤人员人28815.2原煤生产率t/工616项目投资－16.1建设项目总资金万元19523.5216.1.1其中：井巷工程万元3381.0916.1.2地面建筑工程万元2694.1916.1.3设备及工器具购置万元7094.0716.1.4安装工程万元2102.6816.1.5其他费用万元2012.6516.1.6基本预备费万元1209.9316.1.7静态投资合计万元18494.6116.1.8涨价预备费万元16.1.9建设期贷款利息万元384.5016.1.10动态投资合计万元18879.1216.1.11铺底流动资金万元644.4016.2吨煤投资(16.1.10/6.1)元433.8616.2.1其中：吨煤静态投资(16.1.7/6.1)元410.9917原煤成本与售价－17.1原煤生产成本元/t227.7517.2原煤平均售价元/t70018项目建设期－18.1建设工期月14.918.2项目投产至达产的时间月19财务评价主要指标－19.1财务内部收益率%76.4419.2财务净现值(ic)万元88442 续表19-5-1矿井设计主要技术经济指标表序号指标名称单位指标备注19.3动态投资回收期a2.6119.4投资利润率%78.4419.5投资利税率%99.9419.6贷款偿还期a2.2819.7盈亏平衡点(%)%21.96'