建平县鸿运煤矿四井项目可行性研究报告

'建平县鸿运煤矿四井项目第一章自然概况及地质简介第一节自然概况建平鸿运煤矿四井位于朝阳北西120km处，行政区划隶属于建平县二十家子乡管辖。井田地理坐标为：东经：119°43′18″北纬：42°07′54″矿区交通比较方便，公路从矿区中部通过，有班车通往叶柏寿及敖汉。该矿距叶柏寿110km，距朝阳120km，距敖汉25km；距铁路赤叶线古山火车站50km；详见交通位置图。企业类型：私营采矿权人：刘铁石该矿区为低山环绕，中间部门则为平缓的丘陵，构成一盆地状。其周围山地标高为：700m～800m，最高则达1000m，中间盆地一般标高为500m～650m，最低为480m。矿区属低山丘陵区，大陆性半天燥气候，雨量稀少，蒸发强烈，年最大降水量在800mm，年平均降雨量600mm左右，主要集中在7～8月份，蒸发量在2080mm左右，属干旱～半干旱地区。夏离炎热，7～8月份温度较高，最高气温达+39℃，1～2月份气温较低，最低气温可达-25℃，年平均气温10℃。年霜冻期156天，年最大冻土厚度1.2m～1.5m，最大积雪厚度为330mm，最大风速24m/s。当地居民生活为农业为主，主要农作物玉米、大豆等，副业有林业、采矿业，居民生活条件较好，电力、劳动力充足。501 地震裂度为Ⅴ～Ⅵ度。501 第二节地质简介一、地质勘探状况1958年内蒙104地质队在该区东北部敖汉境内白塔子—带进行过煤田地质勘控。辽宁煤田地质勘探公司104队于1971年进入该区进行勘探，至1971年12月提交《二十家子矿区普查最终地质报告》，获得B+C级储量1690.95万吨。建平鸿动煤矿原名为二十家子煤矿，始建于1958年12月，为建平县国营煤矿。1984年为朝阳市地方国营煤矿，2003年10月企业破产后，重新划归为建平县政府，现改制为建平县鸿运煤矿，鸿运煤矿四井是该建平县鸿运煤矿的新建接续矿井。矿区大地构造位置于内蒙-大兴安岭褶皱系内蒙古地槽褶皱带的东段，区内广泛出露中生界沉积岩。二、地层1、古生界地层（1）奥陶系（0）、志留系（S）：分布在二十家子煤矿的西部，以高大山岭地貌出现。其岩性特点则是以暗绿色、灰然，大理岩夹片岩为主，产状较乱且发生变质作用，在大理岩中发现贝类化石，划属为奥陶～志留系。（2）石岩系（C）分布在二十家子煤矿矿区的东北角徐家水泉一带，岩性为砂岩，板岩为灰岩。2、中生界地层501 （1）侏罗～白垩系义县组分布在二十农家子矿区南部的东部与西部，岩性为安山岩、玄武岩、页岩夹粉砂岩。（2）侏罗～白垩系九佛堂组（JKjt）分布在矿区东部，岩性为砾岩、砂岩、页岩夹粉砂岩，地层走向NNW，倾向W，下伏于鸿运煤矿煤层之上。（3）白垩系阜新组（K1f）在该矿区广泛分布，岩性为砂砾岩、砂页岩夹煤层，鸿运煤矿含煤段即含在该地层之中，该含煤层在大度包容区地质中详述。3、新生界地层区域上较为发育，主要分布在含煤地层之上，厚度5～50m。主要包括第四系上更新统（Q3）及全新统（Q4）三、构造鸿运煤矿四井，处于天山—阴山纬向隆起带与新华系NNE向构造的复合部位，矿区西部的古生界地层从NW向SSE方向挤压而冲掩，造成煤矿矿区内部由对扭而产生两组断裂，NE向为压扭性断层，NW向为张性及张扭性断裂。第三节矿区地质一、地层鸿运煤矿四井井田内出露地层比较简单，均为中生界白垩阜新组（K1f）。在《鸿运煤矿矿区普查最终地质报告》中，将该含煤层划归为中生办阜新组，本文将遵循《辽宁省区域地质志》的观点，将原普查报告中的含煤系地层更正为阜新组（K1501 f）。义县组鸿运煤矿四井煤层亦即描述为阜新组鸿运煤矿四井含煤段，该含煤岩系自下而上描述如下：（1）下部砾岩层下段（K1f1下）：该层以紫色砾岩为主，夹薄层粗砂岩及细砂岩，砾石成份以安山岩为主，有少量凝灰岩和花岗石，砂泥质胶结，砾径最大5cm,磨圆不好，分选差。其厚度约在800mm以上，与下伏地层关系不清。（2）下部砾岩层上段（K1f1上）：该层主要以灰绿色砾岩，砾石为安山岩及少量变质岩、凝灰岩，砾径一般为3cm～4cm，最大为10cm，凝灰质胶结，与下伏紫色砾岩呈逐渐过渡整合关系。（3）黑色泥岩层（K1f2）：以黑色泥岩为主，夹薄层粉砂岩浆，具水平层理小型斜层理，含种子化石及叶肢介，是勘探区停孔之标志层。与下伏岩层为整合接触。（4）鸿运煤矿四井含煤段（K1f3）：是本矿区主要含煤地层，由灰白色粉砂岩、灰色页岩、灰白色细砂岩浆、砂砾岩及煤层组成。在鸿运煤矿四井含煤段中共含七个煤组，其中六煤组、七煤组为主要可采煤组，三、五煤组次之，一二、四煤组零星分布局部可采。但邻井经过几十年的开采经验证明，一至五煤组基本上是不可采煤组，故矿山开采对象一直为六、七煤组，就六、七煤组而言，采矿中所见煤层真厚度与当时钻孔中的见煤层真厚度有一定差距，这与当时的钻探技术（主要是矿芯采取率不高）不无关系。例如2线777孔七煤层所示，煤层厚度为2.96mm，实际可采厚度只有1.50m左右。（5）上部砾岩层（K1f4）：501 该层为灰白色砾岩为主，薄层灰白色粉砂岩、灰色泥岩。含薄煤一至七层，厚度在0.10～0.48m，且灰份较高，无经济价值。砾石成分为安山岩，流纹岩及凝灰岩所组成，该层与下伏地层呈整合关系。二、构造鸿运煤矿四井矿区断裂构造复杂，总体是以轴向N30°E两翼较缓的向斜构造。据钻探资料显示，该区构造复杂，全区自北向南确定和推断断层38条。断层规模不等，发育程度不同，例如在四井范围内的F34断层，走向N45°W，倾向NE，倾角65°，在整个矿区内诸断层纵横交错，断距大小不一，但对煤均起破坏作用，也对地下开采工作增加难度，四井范围内断裂构造特征见下表：鸿运煤矿四井内主要断层统计表（表一）断层编号断层性质产状要素落差（m）主要依据走向倾斜倾角(°)F34正N45°WSW6580向7738号孔向深部结合8勘探线煤层推定F32N57°WSW75837757孔F18N56°WSE6073～1277755、7739、7737孔F16NWN75627124、7735孔F14N35°W～60°ESE651407733、7124、7731、7721孔F20N37°ESE60140～1707742、7739、7755、8三、煤层特征全区煤层变化规律为：西部厚，结构复杂，以湖泊沼泽相为主，岩石粒度较细；东部煤层变薄，结构简单，以半沼泽相与河流相交替出现，岩石粒度变细。501 六煤组分布9～11勘探线之间，分布面积大于七煤组。煤组结构较为复杂，由于1～25个分煤层组，一般为10个分煤层，煤组可采厚度0.5m～0.98m，厚度较为稳定。七煤组亦分布在9～11勘探线之间，只是在相邻两勘探线分布面积小于六煤组。一般为8个左右分煤层，煤组可采厚度0.52m～4.42m，由北向南有变薄趋势，煤层倾角一般为10～12°。煤层特征表（表二）含煤地层煤层编号煤层厚度/m最小—最大平均层间距离/m最小—最大平均结构夹矸层数可采性稳定性真密度（TRDg/cm3）顶底板岩性顶板底板侏罗系阜新组六煤0.5-0.980.791-42基本稳定2.4顶板：砂岩细砂岩底板：泥岩、页岩11—35七煤0.52-4.422.29201-42基本稳定2.4顶板：砂岩细砂岩底板：泥岩、页岩四、煤质煤的颜色一般呈黑色及黑褐色，无玻璃及油脂光泽，煤岩成份主要以暗煤为主，煤中含方解石脉，为条带状结构，煤质牌号为气煤，可用一般配焦用煤和民用用煤。详见煤质化结果表：煤层原煤工业分析表（表三）层号Ag(%)Vr(%)Qf(MJ/kg)Sc(%)Pg(%)煤层2643.8724.161.570.027五、水文地质501 鸿运煤矿四井处于低缓丘陵地带，地面标高在600m～627m之间，第四系覆盖层较厚，其下部有砂砾岩层为含水层，该矿地势北东高，西南低，山间沟谷发育，大气降水可通过地表经流排汇，水文地质条件简单。矿区正常涌水量43m3/h，最大涌水量63m3/h。六、矿井瓦斯、煤尘及自燃发火该矿井邻井瓦斯涌出量经鉴定为高瓦斯矿井，瓦斯相对涌出量为了10.32m3/t，但随着采掘深度加大，瓦斯涌出量会有所增加，需加强瓦斯观测，注意通风。该矿邻井煤尘有爆炸危险（详见2004年煤尘爆炸鉴定报告）（鉴定单位：抚顺煤研所）。矿井煤与瓦斯（CH4）无突出危险，无冲击地压，地温情况正常。第四节储量该矿井田范围为：北起F14号断层、南至F20号断层，再起断层露头，东至F34号断层，走向长0.8公里，倾斜宽0.7公里，矿井范围共有5个拐点坐标点控制。矿区范围拐点坐标表（表四）坐标拐点XYZ（开采界限）14666875.0040477200.00+555m～+250m24666680.0040476640.0034666050.0040476620.0044665680.0040476715.0054666250.0040477425.00开采标高限界，上限开采标高为+550m,下限开采标高为+250m。井田面积：0.56KM2。501 地质储量：根据实际巷道勘探和相邻矿井资料，2005年度储量核实报告，确定该矿储量级别为C级（122b），总地质储量为161.96万吨。第二章开拓与开采第一节设计利用储量的计算鸿运煤矿四井主要是对六、七煤组煤层的开发。本次设计方案的地质资料为2005年度评审备案证明及辽国土资储备字[2005]044号文。监测地质报告认定该矿六、七煤组储量合计为，矿井总地质储量161.96万吨。矿井可采储量98.42万吨。鉴于目前煤矿工业指标中最低可采厚度提高至0.8m，该矿六煤组共划分五个矿块，储量为65.24万吨；七煤组共划出五个矿块，储量为96.7万吨，详见储量计算结果表。建平县鸿运煤矿四井可采储量计算结果表（表五）单位（千吨）煤层块段地质储理设计煤柱村庄煤柱利用工业储量回采率可采煤量121Ⅵ126226285%222.7121Ⅵ2122122121Ⅵ3111.164.346.885%39.8121Ⅵ472.172.185%64.3121Ⅵ585.485.485%72.6六煤组合计652.4466.385%396.4121Ⅶ1155.9155.985%132.5121Ⅶ2183.2183.2121Ⅶ3542.064.3477.785%385.2121Ⅶ456.956.985%48.4121Ⅶ5292985%24.7七煤组合计967719.5587.8501 总计1619.6128.6305.21185.8984.2注：设计煤柱包括工业广场保护煤柱和主、副井筒保护煤柱与部分断层煤柱转山子村村庄煤柱。第二节矿井设计能力及服务年限1、生产规格的确定矿井设计能力：鸿运煤矿四井是一对新建的矿井，根据辽国土资储备字[2005]044号文，矿井的煤层地质储量，煤层的煤质特征，以及煤层的赋存条件，井型定为15万吨/年。矿井生产能力的计算：该矿生产能力分两个采区计算。一采区：按走向长壁采煤方法，回采工作面长70m～80m，小班进尺1.2m，采用两采一准，每天循环进度2.4m,工作面年生产能力为：工作面斜长×煤厚×循环进度×煤的比重×工作面回采率×年天数×两班=80×1.0×1.2×1.36×97%×330×2=8.36掘进工程煤：年进尺×煤厚×断面宽×煤的比重=2400×1.0×2.7×1.36=0.88万吨一采区生产能力=回采煤量+掘进煤=8.36+0.88=9.24万吨二采区：按走向长壁采煤方法，回采工作面长70m～80m，小班进尺1.2m，采用两采一准，每天循环进度2.4m，工作面年生产能力为：501 工作面斜长×煤厚×循环进度×煤的比重×工作面回采率×年天数×两班=70×0.8×1.2×1.36×97%×330×2=5.85万吨/年掘进工程煤：年进尺×煤厚×断面宽×煤的比重=2400×0.8×2.7×1.36=0.71万吨二采区生产能力=回采煤量+掘进煤=5.85+0.71=6.56万吨矿井生产能力=一采区生产能力+二采区生产能力=9.24万吨+6.56万吨=15.8万吨≈15万吨2、矿井服务年限计算矿井工作制度：年工作日330天，每天三班作业，其中两班生产一班准备，每班工作8小时，每天净提升时间为16小时。矿井地质储量为161.96万吨，矿井经济可采量98.42万吨。回采率按80%～85%计算。T=式中：501 T—矿井服务年限（a）Z—矿井可采储量98.42A—矿井设计生产能务15万吨/年K—储量备用系数，取1.1第三节开拓方式一、开拓方式：并田开拓方式及井口位置(1)井田开拓方式由于井田内煤层埋藏较浅，其深度75—325m之间，平均深度125m，采用斜井开拓本井田是适宜的，采用立井等其它开拓方式在技术上不合理，因此本井田采用斜井单水平上、下山开采的开拓方式。(2)井口位置选择井口位置选择考虑主要因素：①工业广场占地面积；②地形与工程地质条件；③煤的运向；④地面建筑物及居民住宅区；⑤兼顾地面公路建设；⑥矿井两翼互相兼顾，尽量达到均衡生产；⑦井筒、井底车场位于比较稳定的岩层中。根据井田内地质储量、煤层赋存条件、地质构设形态及本矿具体情况确定井口位置。501 井口位置布置在井田西部，将一对斜井布置在煤层底板中。西部煤层露头方向，地势平坦，便于布置工业广场。井筒位置在井走向和储量中心区域。钻孔7756、7757号岩层稳定，末见断层，在此处布置井筒便于施工；确保井筒安全掘进，且经济技术合理。根据7757号钻孔提供的地质情况，井筒位于煤层底板，其围岩主要为砾岩、泥岩，表土层厚36m，工程地质情况良好。该井田主要储量赋存在+440m—+550m水平的可采煤层。井田煤层倾角较缓，地质构造较为复杂，所以根据储量和现有生产矿井经验数据，将井田划分为一个生产水平，即+500m标高为生产水平标高。上山阶段从+500m—+550m；下山阶段从+500m—440m。主、副井井筒均掘到+500m水平。生产水平用石门和运输大巷联系各个采区。+550m为上山阶段回风水平标高。主、副井井筒斜长均为296m，井筒坡度25°，主、副井井筒间距为30m，主、副井井筒均设行人台阶和扶手。二、井口位置及水平划分井口位置的选择尽量将井筒布置在储量中心区域，为此将井口位置选择在7757号钻孔附近。根据7757号钻孔提供的地质情况，井筒位于煤层底板，其围岩主要为砾岩、泥岩，表土层厚36m，工程地质情况良好。该矿井煤层主要储量赋存在+450m—+550m水平中。井田煤层倾角较缓，地质构造较为复杂，若水平垂高过大，将会给技术管理带来一定的困难，所以根据储量和现有生产矿井经验数据，将井田划分为一个生产水平(+500m)。采用斜井单水平上、下山开拓方式：501 +500m～+550m采用上山开采，划分为两个采区，即一采区和二采区。+440m～+500m采用下山开采，划分为三个采区，即三采区和四采区和五采区。井底车场设+500m水平，主、副井井筒均掘到+500m水平。首采区为一采区和二采区，矿井移交采区为一采区，首采工作面为六煤组+533m至+550m阶段回采工作面。接续采区为三、四采区。转山子村村庄设保护煤柱，一共压煤30．52万吨。本设计按不采考虑，将来如煤炭资源提价，矿主可根据市场情况也可动迁转山子村后，方可开采转山子村村庄煤柱。三、开采程序矿井移交生产一个采区，一个回采工作面，两个掘进工作面，开采程序沿倾斜自上而下，沿走向由边界向中央后退开采，首采煤层为六煤组，次之开采七煤组。矿井正常生产时为两个采煤工作面，有四个掘进工作面保证采区接续准备。第四节井筒、井底车场及硐室一、井筒主井为主提升井，用于提煤、提矸石、下放材料和设备、升降人员，兼作入风井，井筒倾角25°，铺设24kg／m铁轨，轨距的600mm，井筒断面按通风，运输要求考虑。在主提升井敷设入井电缆三条，敷设排水管路两条，防火、消尘501 管路五一条。副井为回风井，倾角25°，铺设24kg/m铁轨，井筒断面按通风要求考虑。建井时安装的绞车留作以后井下检修和安全备用。井筒特征见表：井筒位置及特征表（表六）井别主井副井井筒坐标X46665584666586Y4047673540476750Z+625+625井筒断面净（m2）6.355.36掘（m2）8.937.78井筒斜长296m296m井筒坡度25°25°方位角130°130°用途提煤、下料、进风、行人回风及安全出口支护形式料石碹或锚网料石碹或锚网主井坐标：X=4666558.00，Y=40476735.00，Z=625m，方位角130°，井筒坡度25°，按此坡度下掘至+500m标高停止，拉+500m水平井底车场、+500m水平石门和+500m运输大巷，完成主井的开拓布局。副井坐标：X=4666586.00，Y=40476750.00，Z=625m，方位角130°，井筒坡度25°，按此坡度下掘至+500m标高停止，用联络巷与主井井底车场联通。主、副井井筒均设行人台阶和扶手。二、井底车场及硐室501 主井至+500m标高位于七煤组煤层底板砂砾岩层中，主井设甩车场，井底车场运输石门与+500m运输大巷联通；井下变电所和泵房位于主、副井井筒之间，变电所和泵房长40m，断面8.84m2；与主井井底车场平行布置两个水仓，水仓长度86m，净断面5.28㎡，容水量422m3,大于矿井8h正常涌水量，即422m3＞8×Q正。具体布置方式详见开拓方式总平面图、开拓方式剖面图。501 501 501 第五节采区划分及开采顺序一、采区划分本井所采煤层倾角10°，为单斜构造，设计沿+500m水平形成上，下山开采的格局：+500m水平标高以上为上山采区，有南翼的一采和北翼的二采区；+500m水平标高以下为下山采区，有北翼的三采区、南翼的四采区和F18号断层以南的五采区：全井共划分为五个采区。由于南翼的一采区和北翼的二采区相对距井筒较近，工程量较少，故设计投产移交采区为南翼的一采区，准备采区为北翼的二采区。两个采区各有一个回采工作面回采。二、开采顺序开采顺序煤层首先开采六煤组煤层，次之开采七煤组煤层。两煤组回采工作面错距为40m，本煤层开采自上而下，倾斜间先浅后深，上、下山间先上山后下山的原则进行开采。由于北冀井田东侧为转山子村民宅所压，本设计暂不进行开拓。北翼先采上山采区，后采下山采区。南冀先采上山采区，后采下山采区，最后采F18号断层以南的下也采区。第六节采区巷道布置及采煤一、采区位置矿井首采区为井田南翼的一采区，准备采区为北翼的二采区，一、二采区均为走向长壁回采工艺采煤。两个采区距井筒较近，开拓工程501 量较小，且均为上山采区，所以首采移交采区选择一采区。二、采区巷道布置按矿界井田南北走向长600～700m，东西倾斜宽700m，根据煤层赋存状态，开采技术条件等诸多方面因素，采用斜井单水平上、下山开拓，生产水平为+500m标高。主井到底后，掘凿+500m水平并底车场、+500m水平运输大巷和+500m水平运输石门，形成矿井的运输系统：回风水平为+550m标高。北翼由副井+550m标高车场掘16°专用回风上山，联通二采区联络上山，形成北翼回风系统：南翼在主井+550m标高掘车场，联通南翼+550m回风石门、一采区回风上山，形成南翼回风系统。一、二采区分别沿七煤组底板设运输上山、回风上山和行人上山，上山间距为20m。开采六煤组采用石门贯通，在+50m垂高内划分为三个区段，区段高为l7m。三、采煤方法（1）采煤方法的选择根据煤层的赋存条件，煤层倾角一般为10°，煤层厚度一般在0.8rn～2.2m左右。煤层顶板较好，为缓倾斜煤层和该矿的实际技术条件等因素确定，设计为走向长壁采煤方法(炮采、一次采全高)；顶板管理：自然冒落式。（2）工作面长度的确定根据该矿煤层地质条件(煤层多为薄复杂煤层)，回采工艺(炮采)，运输设备及管理水平(工作面采用人力推车和人力装车)，顶板管理等多种因素，确定工作面长度初选为70m～80m，详见采煤方法501 标准图。（3）工作面循环作业回采工作面的“循环”就是完成破、装、运、支、回，这样一个周而复始的采煤过程，一般是以放顶工序为标志，即采煤后，按规定步距回一次柱，就是完成一个循环。按昼夜回柱次数分有单循环和多循环，本工作面综合考虑各因素，因此确定采用单循环作业。工作面的作业方式为“两采一准”，即一昼夜内两班采煤，一班准备。（4）炮采工艺方式①破煤：用1.2W煤电钻打眼，眼深1.4m，采用煤矿安全型炸药及电管爆破。开帮进度：小班1.2m，原班2.4m。②装煤：采用刮板运输和人力推车运输。运煤：采用刮板运输机和人力推车运输。④支护：工作面支护方式应采用木支护，上、下出口采用木垛支护，保证行人畅通和安全生产。⑤回柱放顶：沿采空区切顶线打密集支柱切顶，采空区顶板管理，采用自然冒落法管理，如采空区顶板不冒落，采用人工挑顶强制放顶进行处理，工作面最大控顶距3.6m，最小控顶距2.6m，回风顺槽设回柱绞车，先进行密集支柱支护后要及时进行回收支柱。第七节采区巷道布置及采煤一、巷道掘进、支护方式岩巷使用7655型凿岩机打眼、爆破破岩，人工装岩，人力推车，501 木棚支护；半煤岩巷使用1.2KW煤电钻打眼、爆破破煤(岩)，人工装煤(岩)，人力推车，木棚支护。由于半煤岩巷较多、岩巷较少，配备三个半煤岩巷掘进面、一个岩巷掘进面。二、井巷工程量并巷工程量3582m。其中：岩巷1487m，半煤岩巷2095m。掘进体积21593.06，其中岩巷10475.36m3，半煤岩巷11117.7m3。(详见附表)第八节并下运输一、井下煤炭运输采煤工作面刮板运输机(40T)—运输顺槽SKI—6型矿车，人力推车—采区运煤兼进风斜巷，30KW绞车—采区轨道上山—+500m水平运输石门，人力推车—+500m主井井底车场——由主井提至地面。二、井下辅助运输，主并筒—+500m车场—+500m运输大巷(+500m运输石门)—轨道上山(联络上山)—运料回风斜巷—回风顺槽(六煤组)——工作面。501 井巷工程一览表（表七）序号巷道名称规格（m2）支护形式工程量掘进体积（m3）掘断面净断面半煤岩岩合计半煤岩岩合计1井筒5925924946.164946.16主井井筒8.936.35料石碹2962962643.282643.28副井井筒7.785.36料石碹2962962302.882302.882井底车场及硐室2452453392.053392.05主井+500m车场石门8.095.60木棚4545364.05364.05变电所、泵房8.847.44料石碹2020176.8176.8水仓5.284.00木棚180180950.4950.43主要运输道及风道6506504037.954037.95+500运输大巷8.095.60木棚5555444.95444.95+500m运输石门8.095.60木棚2002001618.1618.+500m回风石门5.003.80木棚190190950950主井+500车场石门5.003.80木棚7070350350二区专用回风上山5.003.80木棚1351356756754一采区104510455541.95541.9一采区轨道上山5.284.00木棚2852851504.81504.8一采区回风上山5.284.00木棚2852851504.81504.8一区上段进风运煤斜上4.623.60木棚4040184.8184.8一区上段运料回风斜上4.623.60木棚4040184.8184.8一区六煤上段运输顺槽7.105.00木棚1651651171.51171.5一区六煤上段回风顺槽4.623.60木棚160160739.2739.2一区六煤上段开切眼3.602.80木棚70702522525二采区105010505575.85575.8二采区轨道上山5.284.00木棚25025013201320二采区回风上山5.284.00木棚25025013201320二采区回风石门4.623.60木棚150150690690二区六煤运输顺槽7.105.00木棚19019013491349二区六煤回风顺槽4.623.60木棚140140646.8646.8二区六煤开切眼3.602.80木棚7070252252总计20951487358211117.710475.3621593.06501 第三章排水和压缩空气设备第一节提升设备一、主井提升设备选型根据矿井提升、运输基础条件，主并提升装置选用单钩串车提升。（1）条件①矿井年煤炭产量Am＝150000t／a②提升矸石量Ag＝15000t／a③井筒斜长L＝296m④井筒倾角25°⑤矿井工作制年工作日330天，日提升时间16h⑧井底车场30m⑦井上栈桥40m(井口一天轮)⑧矿车SKI—6型，自重610Kg，载煤900Kg，载矸1600Kg。⑨斜井人车，CRX—10型，自重1850Kg，准乘10人。⑩提升不均衡系数，取l.2。(2)一次提升量确定①提升斜长：Lt＝296+30+40＝366(m)②初步确定平均绳速：Vn＝3(m／s)③提升一次循环时间：T=(366／3+80)×2＝404(s)④一次提升量：Q=1.15×1.2×(150000+15000)×404／330×16×3600=4840(Kg)串车提升数量：煤车5辆，矸石车3辆（材料车比照矸石车)（3）钢丝绳选择①终端负荷：501 Q煤=（610+900）（sin25°）＝3254(Kg)Q矸=（610+1600）(sin25°+0.01cos25°)=2864(Kg)Q人=2[1850+(75+10)](sin25°+0.01cos25°)＝2246(Kg)②钢丝绳单位长度重量：P煤=3254/[1.1×17000/7.5—366(sin25°+0.15cos25°)]=1.421(Kg/m)P矸=2864/[1.1×17000/7.5—366(sin25°+0.15cos25°)]=1.25l(Kg/m)P人=2264/[1.1×17000/7.5—366(sin25°+0.15cos25°)]=1.199(Kg/m)钢丝绳选用6×7+NF—φ22.5—1670npa型圆股钢丝绳。D＝22.5mm,Pk＝1.814Kg/m，Qs＝32250Kg(4)钢丝绳安全系数M煤=32250/[3254+366×1.58(sin25°+0.15cos25°)]=9.01＞[7.2]M矸=32250/[2864+366×1.58(sin25°+0.15cos25°)]=9.8＞[7.2]M人=32250/[2246+366×1.58(sin25°+0.15cos25°)]=12.8＞[9.0]符合《煤矿安全规程》要求。（5）绞车钢丝绳最大静拉力Fmax提煤：Fmax=Qd+CP(sina+f2zcosa)=3254+366×1.421(sin25°+0.15cos25°)=3544提矸：Fmax=Qd+CP(sina+f2zcosa)=2864+366×1.251(sin25°+0.15cos25°)=3116提人：Fmax=Qd+CP(sina+f2zcosa)=2246+366×1.199(sin25°+0.15cos25°)=2487（6）提升机选择501 滚筒直径D=80×22.5＝1800(mm)选用JT—1600/1224型提升机及配套电控制备F＝4591KgD＝1600B＝1200mmV＝3.4msi＝24配套电动机JR126—6型,155kw380V980YPm。（7）最大静张力核算4591Kg＞F煤=3544Kg4591Kg＞F矸=3116Kg4591Kg＞F人=2487Kg提升机能力满足要求（8）电动机功率核算N=1.1×3544×3.4/102/0.85=2.9(KW)＜155(KW)电动机功率满足要求（9）天轮选择Dt＝60×20.5＝1230(mm)选TSG—1200/10型天轮，G＝104Kg（10）钢丝绳在滚筒绳绕层数Mc=[366+30/3.14×1.6+3](22.522)/1200=l.67(层)符合《煤矿安全规程》要求。结论：（1）选用JT—1600/1224型提升机及配套电控设备为主井提升装置。F＝4591KgD=1600mmB＝1200mmV＝3.4/Si＝24，配套电机JRl26-6型，155KW380V980YPm。（2）选用6×7+FL——i22.5—1670mpa，型圆面圆股钢丝绳为主并提升钢丝绳，a=22.5pk=1.814kg/mF9＝32250kg501 （3）采用串车提升，煤车5辆，矸石车3辆，材料车比照歼石筒车执行。（4）选用rSG—1500/10型游动天轮一个φ1500mm，适合φ22.5钢丝绳。二、提升系统保护装置及井筒装备（1）天轮中心位于井筒提升中心线上，井架及天轮高度可根据实际情况决定，初步确立8m，钢丝绳最大偏角＜1°30′。（2）斜坡轨道按《煤矿安全规程》要求，“一坡三档”设施及行人躲避处。（3）在斜坡轨道内每15m设一个托绳轮，并保持转动灵活，变坡点另行加设。（4）串车提升时，矿车之间连接，矿车与钢丝绳之间的连接必须使用有能自行脱落的连接装置，强度安全系数不小13。并加装保险绳。（5）提升机定货应按《煤矿安全规程》中第427条、428条、429条、43l条、432条、433条有关规定要求配合各种保护装置。三、电气信号装置及车场照明（1）电气信号电源采用2×2——4型照明信号综合保护装置供电电压127V4KW，井口、井底车场设置信号盘，井筒内每50m设置一处信号盘，沿井筒设置打点线，信号为声光信号及行车，行入开闭装置，沿井筒(20m处)及井底车场调协照明灯。（2）斜井人车必须设置使用人车运行途中任何地点都能向司机发紧急停车信号的装置。四、运输上山、提升设备选型501 （1）条件：年提升煤炭量8万吨/年，年提升矸石量0.8万吨/年，井筒斜长150m，井筒倾角10°。（2）提升机的选择：选择JBT800/630型矿用防爆提升绞车。D＝800mmB＝500mmF=15KWi＝30V＝1.35配套电动机YB225m——6型，30Kw380V980Ypm。（3）钢丝绳采用6×7+NF—15.5—1670mpa，直径φ15.5mm，破断拉力总和147.5kg。第二节排水设备一、主排水设备选择矿井正常捅水量43m3/h，矿井最大涌水量63m3/h，灌浆系统日用水量120m3/d。排水扬程125m，排水量Q=1.2×(43+5)×24/20=69.12m3/h，扬程H＝1.1(125+5+10)＝154m。经参考比较几种泵型，选用100D45×4型水政治部三台H=180m，Q=85m3/h，电机功率(隔爆型)75Kw380V，一台使用，一台备用，一台检修。排水管路选用φ108×5无缝钢管，沿主井敷设两条，一条使用，一条备用。排水管路经济流速核算Va=4×85/(3600×3.14×0.12)＝1.8m/s符合经济流速吸水管径Dg=4×85/3.14×1.5×3600=0.1m选用由φ108×5无缝钢管为吸水管。501 二、排水系统本矿井在+500m水平，并底车场设排水设备进行集中排水，主排水仓两条，水仓有效容积：Qc=80m×5.28m2=422m3，满足正常涌水量8h的要求，一条工作，一条备用。三、水仓清扫两条水仓底板敷设钢轨，水仓上口设置JD—11.4型调度绞车，利用特制扫泥车，人工清扫。第三节压风水设备根据本矿井风动工具的使用情况分析可知，除建井时期开凿筒和井底车场的峒室时需要掘进岩巷，以后基本在煤层中掘进，巷道不再需要压风设备。因而设计中考虑施工井筒和井底车场时在地面设置压风站供风的方案，这样即可以省去大量的压风管路的费用，又可提高压风机的使用效率，减少电耗。根据工作面使用风量不大的情况该矿井永久供风方案，选用矿用移动压风机两台，型号YV—6/8，电动机型号J02—62—6，功率37KW。前期打井简时压风安装在地面，后期可在井下设移动式压风机站，直接给井下掘进工作面供风，压风管路干管为φ83×4.0，支管φ50×3。501 第四章矿井通风第一节通风方式一、矿井瓦斯涌出量该矿相邻的生产井瓦斯涌出量经鉴定为高瓦斯矿井，瓦斯相对涌出量为10.32m3/t，瓦斯绝对涌出量为0.48m3/t，(详见朝阳市地方煤矿2005年度瓦斯鉴定审批明细表)；《辽煤安[2004]118号文》，瓦斯相对涌出量为22.1m3/t，但随着采掘深度加大，瓦斯涌出量会有所增加，需要加瓦斯观测，加强通风管理；故该井设计按高瓦斯矿井管理，待实际生产揭露煤层后，必须对该矿井煤层六煤组、七煤组进行瓦斯鉴定，合理调整矿井安全监测设备，确定是否进行瓦斯抽放，确保安全生产。该矿邻井的煤尘有爆炸危险(2004年煤尘爆炸鉴定报告，鉴定单位：抚顺煤研所)。煤层为一类容易自燃型(2004年煤尘爆炸鉴定报告，鉴定单位：抚顺煤研所)。矿井煤与瓦斯无突出危险，无冲击地压，地温情况正常;本矿并设计按煤尘有爆炸危险设计：煤层按一类容易自燃型设计。二、矿井通风方式（1）矿井通风方式为中央并列式，通风方法为抽出式。（2）矿井通风系统；新风由主井—+500m水平运输石门(+500m水平运输大巷)采区轨道上山—运输石门—工作面运输顺槽—工作面(六煤组)。乏风由工作面—回风顺槽—回风石门—+550m回风石门(二采区专用回风上山)副并井筒——排出地面。501 第二节风量计算及分配矿井总风量为采煤、掘进工作面及峒室所需风量之和。Q矿=(ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ峒)×K=(640+884+120)＞×l.2=1972m3/min(32.88m/s)式中：Q矿—矿井总风量m3/minQ采—采煤工作面露风量m3/minQ掘—掘进工作面需风量m3/minQ峒—峒室需风量m3/min①采煤工作面风量确定按瓦斯量计算：Q采=100×q采×K=l00×1.6×2.0=320m3/min按工作面温度计算Q采=60×Vc×Sc×K1=60×1.5×3.6×0.9=291.6m3/min式中：Q采—采煤工作面需风量m3/minVc—采掘工作面适宜风速m3/sSc—采煤工作面有效断面m2K1—工作面长度系数按工作人数计算：Q采＝4×N＝4×55＝2201m3/min式中：Q采—采煤工作面需风量m3/minN—工作面最多工作人数根据上述计算，采煤工作面按瓦斯计需风量最大为320m3/min。风速检核：V小＝15×Sc＝15×3.6＝54m3/min501 V火＝240×Sc=240×3.6＝864m3/min经验算符合规定，所以选择采煤工作面风量为320m3/min。②掘进工作面风量确定按瓦斯量计算：Q掘=l00×q掘×Kd=100×0.3×2.0＝60m3/min。式中：Q掘——掘进工作面需风量m3/minq掘—绝对瓦斯涌出量m3/minKd—工作面瓦斯不均衡系数按炸药使用量计算：Q掘=25A=25×4.5=113m3/min式中：Q掘—掘进工作面需风量m3/minA—掘面一次爆破最多炸药量Kg按局部通风机吸风量计算：Q掘=Qr×Rr＝170×1.3＝221m3/min式中：Q掘—掘进工作面需风量m3/minQr—局扇额定吸风量m3/minRr—防止循环风备用系数按风速验算：15×Si≤Q掘≤240×Si15×4.2≤221≤240×4.263≤221＜≤008经验算符合规定，掘工作面局扇吸风量确定221m3/min。[按JBT52(11KW)计算。501 硕室内量确定该矿并采区绞车房及水泵房，硐室风量为120m3/min。矿井总阻力：矿井总阻力分别对前期和后期总阻力进行计算(详见通风阻力计算表)。第三节矿井通风阻力及等积孔计算矿井的通风阻力有矿井通风的摩擦阻力和局部阻力构成。摩擦阻力计算：根据公式：h摩=a·L·p·Q2/S3计算出各段航道的摩擦阻力，其和为全矿井的摩擦阻力。式中：h摩——mmH2OL——巷道长度mP——巷道断面净周长mS——巷道净断面面积m3Q——通过巷道的风量m3/sa——摩擦阻力系数Kg·S2/m各巷道的摩擦阻力见通风阻力计算表。矿井前期总摩擦阻力为：1019Pa矿井后期总摩擦阻力为：1274Pal、通风设备的选择：主扇的选择：根据矿井总用风量及总通风阻力，矿井主扇选用BD—II—6—501 No14型主扇，配套电机选YBF型风机专用三相异步防爆电动机，电机功率为45×2KW。矿井的主要扇风机和电机各两台，其中一台运转，一台备用。矿井主要扇风机的特性曲线见特性曲线图。掘进巷道选用JBT52—2型局部扇风机。电机功率为11KW。2、矿井等积孔：A前A后矿井通风属于中等，在实际生产巾应加强通风管理。详见通风系统和网络图。第四节矿井通风机选型矿井前期、后期通风量Q=32.88m2/s矿井前期通风阻力Hmax＝l04.7mmH2o矿井后期通风阻力Hmax＝130.77mmH2ol、确定通风机所需要的风量和静压通风机风量Q=32.88（m3/s）通风机需要的风压前期：Hmax＝hmax+△h＝104.7+15+15＝134.7(mmH2o)后期：Hmax＝hmax+△h501 ＝130.77+15+15＝163.77(mmH2o)2、通风机确定BD—II—6—N014配用电动机YBF—280S—645×2KW3、通风机工况点前期H＝134.7mmH2oQ=32.88m3/Sη＝80％叶片安装角度52°后期H＝163.77mmH2oQ=32.88m3/Sη＝83％叶片安装角度52°4、电机功率前期N=后期N=矿井主要扇风机的特性曲线见特性曲线图第五节、通风管理及设施1、本矿井邻井(二井)为高瓦斯矿井及开采煤层为I类自然型煤层，故本井采区设专用回风道，采区设有3条上山，一条为行人上山，一条为回风上山，一条为轨道上山。2、该矿井按高瓦斯矿井管理，采掘工作面实行“三专两闭锁”管理，即局部通风机采用专用变压器，专用开关，专用供电线路，采501 掘工作面装设“风机闭锁，瓦斯断电闭锁”设施；3、副井井口安装防爆门：4、该井的两组风门必须连锁。主井+550m水平车场与+550m回风巷道；采区回风上山与+500m运输巷的通路，采区绞车房回风道的通路两组正向风门必须联锁，不能同时开启造成局部通风短路；5、该井主、副井井筒均设人台阶和扶手。501 矿井前期通风阻力计算表（表八）井巷区段序号井区区段支架形式巷道长度（m）A(kg.s/m4)P(m)S(m2)S3(m2)3Q(m3/s)Q2(m3/s)3h摩(mmH2O)V(m/s)原巷新掘1主井井筒碹3000.00359.546.5274.032.88108139.525.02+500m车场、石门碹1200.00148.775.6175.627.6761.766.394.933运输上山木梯2900.00149.15.0125.013.81905.612.764+533m运输顺槽木梯2000.00279.15.0125.05.833.60.731.15回采工作面木梯800.00456.43.854.875.833.61.411.56+500m回风顺槽木梯2000.00147.43.854.875.833.61.271.57+500m回风石门、车场木梯2600.00148.775.6175.613.81903.452.438副井井筒碹1800.00208.775.36153.9932.22108122.166.1合计80.54局部阻力（30%）24.16501 总计104.7矿井前期通风阻力计算表（表九）井巷区段序号井区区段支架形式巷道长度（m）A(kg.s/m4)P(m)S(m2)S3(m2)3Q(m3/s)Q2(m3/s)3h摩(mmH2O)V(m/s)原巷新掘1主井井筒碹3000.00359.546.5274.032.88108139.525.02+500m车场、石门碹1300.00148.775.6175.627.68767.964.933运输上山木梯3000.00149.15.0125.013.81905.612.764+440m运输顺槽木梯2000.00279.15.0125.05.833.61.321.15回采工作面木梯800.00457.43.854.875.833.61.631.56+460m回风顺槽木梯2000.00147.43.854.875.833.61.271.57+500m回风石门、车场碹5000.00148.775.6175.613.81906.642.468副井井筒碹3000.00208.705.35153.9932.22108136.646.1合计80.54501 局部阻力（30%）24.16总计104.7501 501 电力负荷统计表（表十）501 第五章消防火灌浆系统一、鸿运煤矿四井邻井的煤层自燃经鉴定为一类容易自燃型(详见2004年煤炭自燃倾向鉴定报告)，本井煤的自燃按一类容易自燃型设计。矿井开拓和采区布置均较简单，便于灌浆防灭火的实施，注浆材料常用含砂量不超过25—30％的黄土，另外粉煤灰也是一种新型的注浆材料。来源充足，成本低，为灌浆工作奠定了物质条件。二、灌浆系统的选择根据我国各矿区使用的灌浆系统，基本归于两类：集中灌桨和分散灌浆。集中灌浆优点是工作集中，便于管理；人员占用少，效率高，古地少。缺点是初期投资大，占用时间长。分散灌浆指钻孔灌浆、分区灌浆和移动灌浆。其优点是设备简单、投资少、见效快：灌浆距离短，管材消耗少。缺点是灌浆站分散，管理分散；人员多，效率低，占用土地多。考虑到打灌浆钻孔工作量大，费用高，而井下移动灌浆站生产效率低，生产能力有限，从管理方便，易于实施角度考虑，该井采用集中灌浆系统。三、灌浆方法的选择我国煤矿现在使用的灌浆方法有随采随灌和采后灌浆两种。该矿井所开采煤层自燃发火期为1—3个月。可选用预埋管随采随灌的方法。作法是：预先沿回风巷铺好灌浆管路。在采空区预埋一段灌浆管，一般预埋5—8m，其另一外露端接胶管，胶管长一般20～30m。随着501 工作面推进，用绞车逐渐牵引灌浆管，始终保持埋长在5—8m之间，牵引一次注一次浆。四、灌浆参数计算及选择(1)灌浆材料需要量灌浆材料需要量主要根据灌浆区容积，采煤方法及地质情况等因素确定。按日灌浆所需土量计算Q±1＝K(G/r煤)=0.09×(500/1.36)=33.08m3/d式中：Q——日灌浆所需土量m3/dK——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0.08～0.1。G——矿井日产量t取500tr煤——煤层容重t/m3取1.36t/m3（2）日灌浆实际需土量Q±2=aQ±1)=1.1×33.08=264.64m3/d考虑到土壤中含有一定杂质和开采、运输过程中的损失一般a＝1.1（3）耗水量依据公式：Q水=δQ±1＝8×33.08＝264.64m3/d式中：Q水——制备泥浆用水量m3/dδ——泥水比的倒数，泥水比根据所需要的泥浆浓度选取，取δ＝8（4）泥水比501 一般情况下，灌浆泥水比应根据泥浆的运送距离、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，根据经验数据一般为1：7～1：8；夏季为1：5；冬季为1：8～1：10。选用电厂炉灰或黄土为注浆材料。（5）日灌浆量依据公式：Q浆1＝(Q水Q±1)M＝(257.12+33.08)×0.94=272.83m3/d式中：Q浆1——日灌浆量m3/dδ——泥浆制成率取0.94（6）泥浆密度按有关资料查得泥浆容重γ浆=1.11t/m3五、灌浆材料的选择（1）对灌浆材料的要求①颗粒要小于2mm。而且细小颗粒，即≤0.005mm者占60～70％；②比重为2.4～2.8；③塑性指数Ip＞17；④胶体混合物(按mgo含量计)为25～30％；⑤含砂量为25～30％；⑥容易脱水，且有一定的稳定性。（2）灌浆材料的选择煤矿常用的灌浆材料有粘土、亚粘土、轻亚粘土等，如果粘土缺乏，亦可用页岩或炉灰等代替。本矿采用电厂粉煤灰或黄土作为灌浆材料。六、泥浆制备501 （1）取土方式501 采用汽车或拖车运输电厂粉煤灰或黄土，贮灰场贮备能力按10天灌浆材料用量计算。(2)灌浆站主要设施分别在该井井口附近设置泥浆池，由于使用的是粉煤灰，因此无需使用搅拌机，只用人工搅拌。①泥浆搅拌池每个泥浆搅拌池的容积按2小时浆量计算，该池宜分成两格，轮换使用，且向出口方式有2~5%的坡度，在泥浆出口处设两道网眼大小分别为15mm和10mm的蓖子。②泥浆搅拌池布置该搅拌池位于该井井口附近，搅拌池与井口灌浆管的联接方便。搅拌池上沿与地表相平，以便于土料卸入。采用料石砌筑，分成两格，一格浸泡，一格使用。泥浆池容积根据矿井最大灌浆量和取土供给能力确定。(3)灌浆站制浆系统与工业流程灌浆站制浆系统选用人工取土自流输送的制浆系统。粉煤灰由汽车自电厂运至贮土场储存。贮土场灰料人工装入小型自卸车转运至搅拌池。搅拌好后的泥浆可由灌浆管输送到井下。七、注浆管道和泥浆泵选择(1)管道计算及选择主要灌浆干管路直径计算主要灌浆干管路直径根据管内泥浆的流速宋加以选择。为保证泥浆中的固体颗粒在管道输送中不致沉淀或堵管的最小平均流速，称临501 界流速。设计中，在泥浆量给定的条件下，需确定泥浆在管道中流支的临界流速，再求出泥浆的实际工作流速，使之略大于临界流速，按此可选定保证泥浆正常流动的经济管径，参照已有矿区经验，临界流速可选1.63m／s。实际工作取1.7m／s。依据V=4Q浆2(3600Jid2)d2＝4Q浆2／3600VJI式中：V一管内泥浆的实际工作流速m／S取1.7m/s；Q浆2—小时灌浆量，m3／h，按每班5小时，日2班计算，取27.2m3/h；d一管道直径mm计算可得d=100mm，因此选择灌浆交管内径应不小于l00mm。八、确定地面灌浆站设备和综合储水池1、综合储水池容量200m2为地面消防火、消尘和灌浆专用水池2、灌浆站：100m23、水泵：JS100-65-315C，电机11kw，2台。4、管路：φ89×41000m(无缝钢管)地+550m水平沿回风中巷铺设到一、二采区。5、井下探水钻：1台。九、井下洒水、防火管路的辅设井下消防水洒水储水池设在主井井筒基岩+490m标高，容量为50m3，管路沿主井铺设，洒水消尘管路为φ108×5无缝钢管，首采面工程量为700m，消防火管路为φ89×4无缝钢管，首采面工程量为700m，两系统独立铺设管路。501 第六章地面设施一、地面生产系统地面生产系统主井生产系主并生产系统：井下提升出的煤或歼石经井口甩车场甩至井口车场，后分别经过翻煤线或歼石线运出，井口调车使用人力推车，在煤场利用铲车为外运汽车装煤，以提高装车效率；副并为专用回风，不设永久提升设备。二、地面辅助设施l、矿井修理车间：主要任务是承担机电设备的小修和保养以及矿自备运输汽车的小修和保养。矿井修理车间由机修、电修、烘炉、电焊等部分组成。各部分集中布置在一个联合厂房内，占地面积小，便于管理。主要设备有：金属切削机床2台，电焊机2台，弹簧锤l台，台钻l台。2、坑木加工房：只承担本矿并坑木材料的改制加工工作。坑木加工房面积为200m2。主要设备有木工园锯机1台，移动截锯机l台。3、炸药库和雷管库：由于本矿炸药和雷管消耗量较大，按照煤矿安全规程的要求单独设炸药库和雷管库。位置选在与井口工业广场一山之隔的山沟的沟底，既远离居民区又有道路通达第二节地面运输本矿区虽然有敖汉一叶柏寿公路通过，该并距叶拍寿110km，距朝阳120km，距敖汉25km，距铁路赤叶线古山乘降所50km。矿用公路与交通网联接。煤炭外运条件方便。采矿权人自备汽车运输或自销是本设计的外部运输方案。501 第三节工业场地总平面布置本矿工业场地位于转山子村西南300m处，占地面积为39亩，地处平缓，两侧各有一条自然冲沟护卫，没有防洪排涝问题。自然条件较好。且不与不发居民区冲突，平面布置可直接根据生产需要安排。在主并井口附近布置生产区，其呻有地面车场、装车线、贮煤场、井口房、坑木场等。在主井井口东北侧附近布置辅助生产区，其中有检修车间、绞车房、坑木加工房、汽车库、材料库、灌浆站等。在工业场地西北侧布置为行政生活区，有办公室、生活福利等设施，职工浴池、食堂、职工宿舍等。建筑朝向南，有良好的采光、通风和卫生条件。配电所靠近两个井口，距主、副并不到100m位于用电负荷中心。火药库、雷管库在一山之隔的山沟沟底，远离工业广场，有公路通过，即保证安全又存取方便，场内中心修一条场内道路，方便联系。详见工业广场平面图。第四节矿并供配电一、电源及供配电系统矿井在地面负荷中心设变电所一座，采用双回路供电，主供电电源引自农电10kv尽线，采用LGJ—50mm2型钢芯铝绞线，架空敷设至矿井变电所入口，输电距离l.0Km，另一回引自矿区变电所6kv电源，做为矿并的备用电源，满足矿井正常生产设备容量要求。矿井投入生产后，电力负荷计算结果如下：设备总台数：68台；设备工作台数：54台；设备总容量：1032.8KV：设备工作容量：718.4KW有功功率：501.08KW无功功率：362.31KVAr501 视在功率：620.64KVA，功率因数：0.85矿井电力负荷详见矿井电力负荷表。根据矿井负荷统计计算，地面变电所，安装四台变压器，总容量500+315+180+50＝l045KVA。地面供电负荷结果如下：设备总台数：26台；设备工作台数：18台；设备总容量：467KW设备工作容量：362kw有功功率：234.4KW无功功率：147.5KVAr视在功率：276.7KVA选Su—315/10型变压器一台，二次电压380V，为地面绞车、机修车间、注浆泵、锅炉、电据、矿灯充电等设备供电，中性点接地后取得220V电压电源，为地面工业广场、机房、车间、办公室等照明供电。地面电压等级10KV，380V。井下电力负荷计算结果如下：设备总台数：42台；设各工作台数：36台；设备总容量：565.8KW设备工作容量：356.4KW有功功率：266.68KW无功功率：214.81KVAr视在功率：343.94KVA主供变压器选S11——500/1型变压器一台，二次电压380V，为中性点绝缘保护系统，并装设JY80-A型检漏断电器做供电线路的漏电保护，为并下动力设备供电。S11—180/6型变压器一台，为二回备用电源，当矿一回主供电源停电或故障时，二回备用电源保证矿井主扇，并下排水设备正常工作。S11—50／10型变压器一台，二次电压380V，为中性点绝缘保护系统，并装设JY82-A型检漏断电器做供电线路的漏电保护，为并下掘进工作面，局扇“三专”专用供电变压器。501 根据负荷统计井下部分总计探视在功率343.94KVA，计算电流为Ij＝选入井电缆三条,其中MVV30—3×l20+1×25型两条,其载流量为270A×2＝540A，满足井下供电需要。每回长度约550m,为井下动力设备供，正常时两回电缆同时供电，当任一回电缆出现故障时，另一回电缆能满足并下安全生产的负荷供电(井下排水时间放在交接班时间)，MVV30—3×70+1×10型一条，为井下掘进工作面，局扇“三专两闭锁”专用供电电源电缆。矿井在井下+500m水平井底车场设置中央配电所、水泵房、联合硐室(设防火、防水闸门)，中央变电所采用单母线分段运行方式向井下各采区、井底车场、机电铜室等供电。一、二采区分别设集中配电点,掘进工作面分别设配电点，并装设“三专两闭锁”设施。并下电压等级：380V127V。井下电气设备均为隔爆型，主排水泵采用软启动装置，井下电缆采用矿用阻燃橡套电缆，电缆的连接采用隔爆型接线盒连接，煤电钻采用隔爆型煤电钻综合保护供电．信号、照明采用隔爆型信号、照明综合保护装置供电。井下接地保护，在主、副水仓设1300×600×5镀锌钢板一块，做为主接地级，各机电硐室，各配电点均设局部接地极和接地母线，利用橡套电缆接地芯线，形成接地网，所有机电设备的金届外壳均和接地母线，接地网可靠连接，各接地线、接地母线，规格符合《煤矿安全规积》要求，接地网上任一保护接地电阻值必须小于2Ω，移动式和手持式电气设备同接地网之间的保护接地用的电缆芯线电阻值均小于1Ω。井上、下供电系统接线方式详见井上、下供电系统图。二、用电负荷矿井井上、下安装设备容量、工作容量及计算负荷详见电力负荷统计表：501 电力负荷统计表（表十）序号受电设备名称电压等级KV电动机功率KW数量台设备容量（KW）需用系数cosφtgφ计算负荷年最大负荷利用小时年耗电量（万KWh）备注安装工作安装工作有功KW无功KVAr现在KVA地面1主井绞车380155111551550.70.850.610864127560086.82锅炉380421142420.70.850.629.401734288012.103主扇38045×221180900.70.850.66337.874876078.844机修车间380206420200.50.80.75107.512.512002.405电锯380152115150.50.80.757.55.69.314002.106灌浆站380152130150.40.71.0266.125.710001.507矿灯房380585550.50.71.022.52.53.572003.608照明2204410100.40.71.02442.740004.009其它1010100.40.80.7543540004.00地面合计2618467362234.4147.5276.7195.34501 电力负荷统计表（表十一）序号受电设备名称电压等级KV电动机功率KW数量台设备容量（KW）需用系数cosφtgφ计算负荷年最大负荷利用小时年耗电量（万KWh）备注安装工作安装工作有功KW无功KVAr现在KVA井下供电1水泵38075.0031225.0075.000.80.850.6260.0037.2070.59300022.502车场照明0.1310102.502.500.70.800.751.751.312.1884002.103信号0.13112.502.500.70.800.751.751.312.1840001.004压风机38037.002174.0037.000.80.850.6229.6018.3534.82560020.725采区上山绞车38030.002260.0060.000.80.850.6248.0029.7656.47490029.406刮板运输机38040.002280.0080.000.70.701.0256.0057.1280.00490039.207局扇38011.004444.0044.000.70.701.0230.8030.2042.30700030.808回柱绞车38011.402122.8011.400.70.701.027.988.1411.4020002.289工作面小水泵3805.506433.0022.000.70.701.0215.4015.7122.0020004.4010电煤钻0.131.20101012.0012.000.70.701.028.408.5712.0040004.8011综保0.1310.0010.000.70.701.027.007.1410.0040004.00井下合计4236565.80356.40266.68214.81343.94161.20全矿合计68541032.80718.40501.08362.31620.64356.54501 第五节矿并通讯及安全监控一、矿井通讯矿调度室设HJ262T—10型磁石交换机一台与地面和井下生产部门联系，井下变电所和配电点，机电硐室各生产部门均设GB—20J型隔爆电话机，地面办公室生产部门采用HD262T型电话，本矿与外联系采用市内程控电话、移动电话(手机)随时保持通讯畅通无阻。二、矿井安全监控(1)安全监测监控系统设置的条件和要求本矿井按高瓦斯矿井管理，两个回采工作面、四个掘进工作面，监测监控系统采用总线式结构，由于采区集中，本设计设置一套矿井安全监测系统，根据工作面的布置，主要机电设备的安装位置，配置相应的设备开停传感器、瓦斯传感器、温度传感器、风速传感器、断电器、馈电传感器。地面中心站配备监控主机和打印机，主机通过传输通讯设备与监控设备和传感器通信，监测主机屏幕可以显示动、静态图形、数据、曲线、通风（流向）图、测点配置图等，打印机可打印监测参数及报表。监测监控设备采用矿用本质安全型。系统必须具备瓦斯断电仪和风电瓦斯闭锁装置的全部功能；当主机或系统电缆出现故障时，系统必须保证瓦斯断电仪和风电瓦斯闭锁装置的全部功能；当电网停电后，系统必须保证正常工作不小于2h。（2）监控地点的确定本矿井安全监测设备的主要设置地点：回采工作面的运输顺槽和回风顺槽、掘进工作面及总回风巷处装设传感器及监控设备。根据《煤矿安全规程》设置相应的瓦斯断电仪。每个回采工作面各设瓦斯传感501 器两台，一氧化碳传感器一台，每个掘进工作面各设瓦斯传感器两台；回采顺槽瓦斯传感器的报警浓度为≥1.0％，断电浓度为≥1.0％，复电浓度为＜l.0％；工作面瓦斯传感器的报警浓度≥1.0％，断电浓度为≥1.5％，复电浓度＜1.0%。(3)各类传感器装备用量的确定在回采工作面、回采工作面回风巷、回采工作面进风巷设瓦斯传感器各两台，掘进工作面和回风顺槽设瓦斯传感器各两台，总回风巷设瓦斯传感器。本矿井共装备监测分站6个，型号为KJF31.1型，瓦斯KGJ7型传感器6台，瓦斯传感器KG3019型6台，一氧化碳传感器3台，型号为KGA2l型；风速KGFz型传感器3台，风压GY—2型传感器l台，风门开停GGF2A型传感器3台，远程断电器BFDJ—2型6台，工作面温度传感器KJFWO2型2台，主扇开停传感器2台，局扇开停传感器6台，馈电传感器KGT20—X5A型3台。(4)监控设备的选型本设计选用的系统为《KJ70型煤矿综合监控系统》。回采工作面和据进工作面分别设一台KJF31.1型监控分站，配接2个甲烷传感器。系统地面调度室配有监控主机和备用机、UPS、打印机、专用调制解调器等，系统结构简洁，便于安装和维护。对瓦斯、风速、负压、温度、一氧化碳等环境参数实时采集、处理、存储、显示、超限报警和打印。软件操作简便。系统操作平台采用WindowsNT，所有功能操作均具有在线帮助，可在中文莱单提示下完成。需要观看图形或信息只要方便地点击，即点即得所需信息，可随时显示监测数据、图形、501 曲线和报警点及数值。报警点、断电点由软件设定或修改，实现区域内的超限自动断电。传感器超限时有声光报警显示，并在主机屏幕上有醒目的报警条显示，列出报警数值、地点及报警时间。配置不间断电源，系统停电后仍可连续工作2—4小时，可确保系统的安全性能，并提高整个系统的抗干扰能力。系绞提供多种诊断功能，包括系绞的传感校验、传感器、分站故障统计等监测系统的自身诊断。上级主管部门或煤矿安全监察局有关办事处可通过电话线随时检查监控的运行情况和监测数据，加强监测管理。(5)传输设备和器材选型系统传设备随主机成套，其安装在地面调度室，内部带有隔栅用一个隔离本安和非本安环境，传输设备传输的通讯信号为本质安全型信号。传输电缆采用己取得“MA标志准用证”的矿用信号电缆，型号为MHYV2×l.5信号传输电缆，MHYV3×1.5+1×l传感器电缆，具体数量按实际需要确定。第六节给排水该矿有自备小水并、消火、防尘用水为矿井水沉淀后利用，地面设有200m3贮水池，矿井处于半山坡，夏季地面雨水沿水沟自流入山沟泄出。在地面工业场地设置两条主排水沟，机房、车间区域设置分支排501 水沟，流水坡度按5—7‰考虑。第七节泵暖与供热一、地面采暖地面需采暖的建筑面积约1000m2，采用一台一吨热水锅炉，集中供热采暖，办公室、浴池、更衣室和井口要有专用的供热管路。二、井口防冻（1）设计条件矿井入风量1776m3/min，室外冬季最低温度为29.9℃，井筒内混合空气温度为2℃。（2）井口采暖选用热风炉对入井空气进行加热。（3）空气加热方式为便于管理，采用红外热风炉为空气加热设备，室外空气通过热风炉加热器加热至34℃。进入并筒混合区，加热的风量为入井风量的50％，未经加热的冷空气经井口进入空气混合区，混合后空气温度为2℃。（4）热风炉选择热风炉所需供热量a=1776×50％×60×l.2×273十20／273十(-29.9)×[34-(29.9)]×l.l=129.6×104×4186.8=5427MJ／h选择Bsc—Ls—l20型燃烧热风炉，供热量：540MJ／h，热效501 率＞70％，耗煤量370kg/h，耗电量48kw/h，送风量943m3/min。设计风阻＜1200mmH20。(5)热风炉主风机匹配选择在通过防冻耗热量计算选取大于或等于供热系统耗热量的热风炉同时，另一个制约热风炉出力关键因素就是热力炉主风机匹配选择要适当，主风机所需热风流量。V＝129.6×104／1.2×273十20／273—30×0.4×[34—（29.9）]＝58593.8m3／h＝967.7m3／h＞888m3／h选择4—72—12N012C型配套风机，电机功率37kw。(6)热吸收器选择HaS—3型，用于地面采暖。第八节地面建筑本矿区地表第四纪冲积层不厚，以下就是基岩风化带，工程地质条件较好，建筑材料如砖、瓦、砂、石、石灰、材料、钢材均可在当地购买。工业建筑及构筑物有主并井架、主井绞车房、副井绞车房、主扇房、配电所、检修车间等。行政、公共建筑有办公室、食堂、浴池、职工宿舍等，详见地面建筑一览表本矿为小矿，不考虑建筑造型设计。居住区：由于本矿为小型地方矿井，将工业广场与居住区合在一起，居住区设单身宿舍，由于矿工多来自当地，故不考虑带眷比问题，服务人员按5%考虑，工业广场地面建筑详见附表。501 工业广场地面建筑一览表（表十二）序号工程名称建筑面积（m2）结构形式规格（m×m）1配电所120砖、砼20×62机修间63砖、砼7×93材料库及木工房200砖、砼10×204绞车房140砖、砼10×75车库（利用）200砖、砼10×206福利办公楼900砖、砼5×87主扇房60砖、砼6×108雷管库15砖、砼3×59炸药库35砖、砼7×510灌浆站100砖、砼5×611储水池100砖、砼20×5×212地磅房20砖、砼4×513锅炉房100砖、砼5×1014井架钢结构总计1953501 第七章环境保护与水土保持一、设调依据及采用的环境保护标准(1)(87)国环字第002号《建设项目环境保护设计规定》；(2)1998年中华人民共和国国务院令第253号《建设项目环境保护管理条例》。二、主要污染源和主要污染物及治理方法(1)主要污染源和主要污染物本矿井环境空气污染主要为燃煤沪房排烟、翻煤扬尘，主要污染物是烟尘、S02、TSP。水污染源为生产生活污水、井下排水等，其主要污染SS、BOD、COD等。生产生活污水水质预计BODs为100mg／I、COD为150mg/I、SS为150mg／I；井下排水水质SS为120mg／I。固体废物来源为矿井掘进矸石、锅炉废渣及生活垃轻。广场内的主扇、锅炉为产生机械振动及噪音，噪音值约为80—100dB(A)之间。(2)治理方法大气：锅炉房配置除尘器一台，在矸石山配置水管一条，必要时洒水降尘，并在矸石山和道路两旁植树，以起到抑尘和滞尘的作用。污、废水污染：生产、生活污、废水；厂区内生活污水主要来自浴池、办公室，生产废水主要为冷却水501 和锅炉排水，废水就近流入排水沟。井下排水：矿井正常排水量43m3／h，矿井水经井下水仓沉淀后至地面水池进一步沉淀，其浓度达到《辽宁省污水与放心气排放标准》中二级相应标准后，就近排入附近河流。固体废弃物即矿井排放矸石，建井期可用于加高垫平工业广场，填筑公路路基和冲沟，今后有条件时可考虑生产矸石砖。噪音：绞车、通风机、锅炉等的环境噪声按国家标准进行设置，措施之一是采取低噪音设备，其二是在基础及安装时采取隔振及消音措施。经衰减后的环境噪声满足GBl2348—90《工业企业厂界噪声标准》中的III类标准。三、绿化根据煤炭工业环境保护设计规范，工业广场绿化点地系数不小于是10％，但矿区周围林木丛生，设计只考虑场内道路，场外公路两侧的绿化和工业广场内的绿化。501 第八章劳动安全及工业卫生一、自然灾害防治(1)水灾：地面防洪排涝：本矿井地面工业广场自然地形标高为625m，在广场两侧各有一条天然冲沟，冲沟口底的自然标高为618m，可作为天然安全保护，有利于场内雨水的排放，工业广场上方汇水面积不大，井筒位于斜坡高处，故不用专门设置防洪工程。设计安排用简易排水沟，把场内雨水和并下排水顺至天然沟排放。井下防治水：井下充水来源主要为煤系砂岩裂隙水，在构造部位将会有较大的瞬时涌水，可能对人员安全造成威胁。为此根据有关规定对断层附近留设30m防水煤柱，并下配备HQ—l50探水钻，要穿过断层时采取探放水措施。在井底车场设置主排水泵房和两条水仓，泵房内设三台100D一45×4水泵，一台工作，一台备用，一台检修，排水管路为φ108×5两趟。大巷水沟和水仓要及时清理，水仓空仓容量要保持在总容量的50％以上。(2)火灾防治：本矿井煤层为易发煤层，本设计采取了防火措施为规范通风管理。采取均压通风，提高采面推进速度，对己采区要及时进行封闭，在井下和地面均配备消防洒水系统，在井下要注意一氧化碳和温度的监测，同时对采空区进行预防性黄泥灌浆，防止采空区煤炭自燃。501 (3)粉尘防治：本矿井煤尘具有爆炸危险，应采用根治尘源的综合治理措施。通风系统要加强管理，既要有足够的风流，使粉尘尽快排出，又要控制风速，避免粉尘飞扬。主要进风道风速要控制在6m／s以下，井下设立洒水系统，定期清洗巷道。(4)顶板管理：。本设计顶板采用全部陷落法管理，因而在喷锚巷道中要进行围岩松动圈测定，以保证喷锚效果。工作面中要严格遵守《煤矿安全规程》和作业规程个的有关规定。二、供电安全一、二采区分别设集中配电点，掘进工作面分别设配电点并满足“三专两闭锁”要求。井下电气设备均为隔爆型，主排水泵采用软启动装置，井下电缆采用矿用阻燃橡套电缆，电线的连接采用隔爆型接线盒连接，煤电钻采用隔爆型煤电钻综合保护供电。信号照明采用隔爆型信号，照明综合保护装置供电。掘进工作面装设三专两闭锁设施。井下接地保护在中央水泵房，主、副水仓各埋设l300×600×5镀锌板一块，作为主接地极各机电铜室，各配电点均设局部接地极和接地母线用橡套电缆接地。其中：s11-50／10型变压器一台，二次电压380V。并装设JY82——A型检漏断电器做供电线路的接地保护，为中性点绝缘保护流，为井下掘进工作面局扇“三专”专用供电变压器。501 矿井在并底车场设置，中央变电所，水泵房，联合硐室(中间设防火、防水闸门)向井下各采区井底车场，机电硐室等供电。入井电缆三条，其中WVV30—3×70+1×25型两条，每条长大约550m，为井下动力设备供电，井下中央变电所采用母线分支运行，正常两回电缆同时供电。当任一回电缆出现故障时，另一回电线能满足井下安全生产的全部负荷用电，芯线等组成接地网。所有机电设备的金属壳均和接地母线，接地网可靠连接，设各接地线，接地母线规格符合《煤矿安全规程》要求，接地网上任一保护接地点的接地电阻值必须小于2Ω，移动式的持式电气设备同接地网之间的保护接地用的电缆芯线的电阻值均小于lΩ，上、下供电系统传线方式详见井上、下供电系统图。电气设备选型见设备表。三、矿井爆破及其它安全措施矿井投产时，井下有一采两掘，掘进头和工作面都采用爆破法作业，并下爆破用安全炸药及雷管，存放于井下爆破材料发放点，爆炸材料发入点设于并底车场附近，按照规定，爆破材料库与井筒和主要巷道有足够的安全距离，爆破材料库采用壁槽式结构，设独立的通风系统及两出口。爆破材料库的容量、支护、照明、内部布置等均按“煤矿安全规程”要求设计。爆破材料运输及爆破作业必须严格按照《煤矿安全规程》及《爆破安全规程》执行。井下工人必须经过安全技术培训：入井人员配备自救器、矿灯、501 安全帽等设备。通风安全检查人员配备专用检测仪和工具。第九章组织机构及人力资源配置一、组织机构鸿运煤矿实行二级管理矿设办公室，技术组、安检组、财务组、服务组。生产单位：采煤一队、采煤二队；掘进一队、掘进二队、掘进三队、掘进四队通风队：机电队；大修队。二、人力资源配置根据生产需要，该矿设两个采煤队，人员160人，掘进队四个，人员144人；其他人员94人；其中；管理人员5人，全矿总人员398人。原煤效率：全员效率：1.65吨／工日生产工效率：1.6口屯／工日井下工效率：1.39吨／工日各工程比例分件：井下工人和原煤人员比例：304：360=1：1.18采煤与掘进工人比例：160：124=1：0.78501 管理人员占原煤出勤人员比例：20：360=1：18501 矿井安全劳动定员表（表十三）类别分类汇总一班二班三班出勤人数在籍人员1采煤掘进6767672012652运输66618203机电3339104气体、粉尘测工3339105防尘、防爆操作工222676瓦检员222677井下爆破工44412138信号把钩工66618199井下电钳工1113410井下消防材料专管员1113411安全检查员2226712瓦斯监测工2226713绞车操作工444121414跟班队长1113415地面管理人员22267合计105105105315398501 第十章项目实施计划第一节建设工期一、前期准备工作矿井建设前期准备阶段施工项目多，内容多样，投资大，牵涉面广，只有充分做好前期准备工作，才能使矿井各工程项目施工紧密衔接，协调建设，缩短工期。在矿井施工准备期内，应完成建设用地的征购，四通一平，组织施工队伍，落实施工所需三材、设备、建设供施工用的永久建筑和设施等。搞好外部协调工作，尤其是与当地政府和当地农民的关系。前期准备时间按3个月考虑。二、建井工期在开拓方式上采用先形成主链锁工程，在边缘块段先简易生产进行试采，随后形成辅助工程的办法，以减少总资金的投入。①矿井移交标准该矿井设计能力小，煤层的赋存条件及开采条件较好，为合理集中生产，尽快形成矿井生产规模，发挥矿井的投资效益，设计采取一次建成l5万吨／年规模的移交方式。矿井达产时两个采区生产。两个生产工作面，工作面平均单产为7万吨／年。以及相应的地面设施，在进生产的同时，根据需要进行下山阶段的开拓工作。②井巷施工平均成巷指标主井井筒：长筒296.0m，掘进断面为8.93m2，平均进度按80m/月选取，工期3.7个月。副井井筒：长度296.0m，掘进断面为7.78m2，平均进度按80m/501 月选取，工期3.7个月。水仓：长度160m，岩巷、掘进断面为5.28m2，平均进度按90m/月选取，工期2个月。水泵房、变电所：掘进断面为8.84m2，砌碹，主长度20m，连带进出口一个月完成。+500m车场、石门、运输大巷：掘进断面为8.09m2，长度255m，平均进度按l00m／月选取，工期2.6个月。主井+550m车场、回风石门：长度260m，掘进断面为5.0m2，平均进度按120m／月选取，工期2.2个月。副并+550m车场、二区专用回风上山：长度165m，掘进断面为5.0m2，平均进度按120m／月选取，工期1.4个月。一区轨道上山：掘进断面为5.28m2，长度285m，平均进度按200m/月选取，工期1.5个月。一区回风上出：掘进断面为5.28m2，长度285m，平均进度按200m/月选取，工期1.5个月。一区上段进风运煤斜上：掘进断面为4.62m2，长度40m，平均进度按200m／月选取，工期0.2个月。一区上段进风运煤斜上：掘进断面为4.62m2，长度40m，平均进度按200m／月选取，工期0.2个月。一区上段六煤运输顺槽：掘进断面为7.1m2，长度165m，平均进度按200m／月选取，工期0.8个月。一区上段六煤回风顺槽：掘进断面为4.62m2，长度160m，平均进度按200m／月选取，工期0.8个月。一区上段六煤回采工作面开切眼：掘进断面为3.6m2，长度70m，501 平均进度按200m/月选取，工期0.4个月。二区联络上山：掘进断面为5.28m2，长度90m，平均进度按120m/月选取，工期0.8个月。二区进风运煤斜上：掘进断面为4.62m2，长度40m，平均进度按200m／月选取，工期0.2个月。二区进风运煤斜下：掘进断面为4.62m’，长度40m，平均进度按200m／月选取，工期0.2个月。二区六煤运输顺槽：掘进断面为7.1m2，长度l65m，平均进度按200m／月选取，工期0.8个月。二区六煤回风顺槽：掘进断面为4.62m2，长度160m，平均进度按200m／月选取，工期0.8个月。二区六煤回采工作面：掘进断面3.6m’，长度70m，平均进度按200m／月选取，工期0.4个月。③井巷主要链锁工程主、副并到底后，便进行联络道的贯通，随后即进行主井水久绞车和副共主扇的安装及引风道的施工。之后由主、副井并底同时开工施工主链锁工程。主井侧为井底车场一石门一运输大巷一运输上山运输顺槽一开切上山；副井侧为车场、石门一回风石门一回风顺糟，是主贯通线。④建井工期的预计根据建井工期的安排，自主、副井破土施工开始之日算起，矿井建成15万吨／年规模需11个月，加上准备期3个月，则总共要14个月即可投产，见施工准备工期安排表。⑤投产方式与产量递增计划501 在建井时期，自井筒到底见煤后，在掘进过程中共出产煤6.245千吨(半煤岩巷共1640m)，如果想提前试采则可先开小面，但总工期要推后3个月。三、施工组织与项目管理该矿井为私人企业，对经济效益则应更为关注，从而也更应按合理工期组织施工，这应该全面安排好主要体与配套，井下与地面，生产与生活工程的建设顺序。施工组织好坏会产生经济效益的明显差异，在工程安排上要做到四优先，四不停，三缓干。四优先：被利用的永久工程优先，工期长的工程优先，安装任务重的工程优先，大型基础及地下工程优先。四不停：矿井关键线路不停，并简装备提升不停，并巷交替施工运输不停，单位工程开工后一气呵成。三缓干：需长期维护的煤巷，施工不用的井下电气设备，可做平衡劳力的工程。在施工时要实现项目投资、工期、质量三大控制。移交标准：生产能力l5万吨／年。矿井投产后，配备两个炮采工作面，四个掘进面。矿建投产工程量3120m，岩巷1487m，半煤岩巷1615m。三类工程施工以井巷施工为主，土建、机电安装紧密配合，平行交叉作业，确保建设工程按期完成，移交时生产设备见附表。第二节产量递增计划该井为一井两面，矿井投产即达产，投产后即达到l5万吨／年的设计生产能力。501 第十一章投资概算和资金筹措一、投资范围：本项目总需要资金为1010.12万元。其中：矿建工程投资192.40万元；土建工程投资101.46万元；设备购置投资375.52万元；安装工程投资128.05万元；其它工程费用投资212.69万元(详见初步设计概算表)。二、编制依据：按照现行的国家煤炭工业局制订颁发的“煤规字[2000]第48号文《关于发布煤炭建设各类定额、指标、取费标准及编制管理办法的通知》”进行估算。三、资金筹措：本项目估算总投资为1010.12万元，全部为企业自筹。501 移交生产时设备配备一览表（表十四）序号设备名称规格型号单位数量电压（V）功率KW备注一采煤工作面1煤电钻MZ-1.2台41271.22刮板运输机40-T台2380133发爆器MEB100A台64潜水泵JS-2.2台23802.2二掘进工作面1局扇JBT-52台43805.52煤电钻MZ-1.2台41271.23潜水泵JS-2.2台43802.24胶带风筒φ380米10005发爆器MFB100A台4三提升设备1主井绞车JT1600-1224台13801552运煤下山JTB-800/620台238030四通风设备主扇BD-II-6-NO14台238045×2一用、一备五排水设备主水泵100D-45×4台338075一用、一备、一修六压几设备空气压缩机YV-6/8G型238037七其它变压器S11-500/1011000/380500变压器S11-315/1011000/380315变压器S11-180/616000/380180备用变压器S11-50/1011000/38050变压器HSL-LS-120138042501 第十二章经济评价第一节测算依据一、基础数据：（1）销售收入：150千吨/年×160元/吨=2400万元/年（2）销售税金及附加：13×150=195万元/年（3）成本估算：120元/吨（4）年利润：（160—120—13）×150=405万元/年（5）投资回收期：30个月综上所述该项目投资利润率、投资利税率均超过行业规定的标准，投资能在行业规定的期限内回收，此项目可行。生产成本估算（表十五）序号项目单位生产成本（元/吨）其中：（元/吨）固定成本可变成本一经营成本906228.31动力费201282材料费151053直接工资4535104其它支出31.71.35维修费5236管理费21.31.0二折旧费3.53.5三井巷工程基金1.51.5四维简费1616五安全费用99合计1218833.3501 二、经济效益分析本工程投产后，平均企业年销售收入可增加到2400万元，上缴各种税金195万元，每年生产总成本为121万元，则企业每年可获得利润405万元。经济指标一览表（表十六）序号项目单位指标一项目总需资金万元1010.121矿建工程万元192.402土建工程万元101.463设备购置万元375.524安装工程万元128.055其它费用万元212.69二辅底流动资金万元300.00三总销售收入（年平均）万元/年2400.00四投资利润率%30.45五投资利润率%363.36六财务基准收益率%11.00七财务内部收益率%11.00八财务净现值万元6554.58九静态投资回收期年2.5十动态投资回收期年4.1十一吨煤投资元66.31三、结论：通过上述各种分析计算，鸿运煤矿四井建设，技术上经济上都是可行的，建议尽快落实融资渠道，争取早日投产。501 第二节主要技术经济指标主要技术经济指标（表十七）序号项目单位指标一矿井设计生产能力1年产量万吨/年152日产量吨500二矿井服务年限年6三矿井设计工作制度1年工作天数天3302日工作天数班3四煤质1牌号气煤2灰分%11.793挥发分%43.874硫分%0.7—0.95发热量MJ/Kg29.28五储量1地质储量万吨161.962可采储量万吨98.42六煤层情况1可采煤层数层22可采煤层总厚度M0.9-2.23煤层倾角度104煤的容重t/m21.36七矿区范围1走向长度Km0.82倾斜长度Km0.73矿区面积Km0.56八开拓方式斜井单水平上、下山开拓九井筒类型及长度1主井（25℃斜井）m2962副井（25℃斜井）m96501 主要技术经济指标（表十八）序号项目单位指标十采区个数个5十一回采工作面个数及长度个/m2/70-80十二回采工作面年进度M600炮采回采工作面M70-80十三采煤方法走向长壁十四顶板管理方法自然垮落十五采煤机械化装备1采煤机械1.2kw电钻2工作面支架形式木棚3工作面运煤机械40T型溜子4工作面运输巷运煤机械1吨U型矿车十六掘进工作面个数个41凿岩机械76552工作面运输机械1吨U型矿车3工作面通风机械型号/台11KW局部通风机十七井巷工程总量巷道总长度M3102十八提升1主提升机台JT1600/12242轨道下山提升设备及容器JBT800/63030KW1吨U型矿车十九通风1瓦斯等级高瓦斯2通风方式中央并列式3通风机型号及数量型号/台BD-II-6-NO142台二十排水排水泵型号及数量型号/台100D-45×4/3台二十一压风压风机型号及数量型号/台YV-6/8型/2台501 主要技术经济指标（表十九）序号项目单位指标二十二地面生产系统1储煤场形式及容量露天储煤场500m32矸石处理方式填沟二十三供电电动机总容量KW890二十四供水1生活用水水源自来水2生产用水水源井下排水二十五建筑面积工业场地建筑物总面积m21953二十六职工总人数人398二十七劳动生产率1生产工人效率吨/工1.652全员效率吨/工1.6二十八建设总投资万元1010.121井巷工程万元192.402设备购置万元375.523土建工程万元101.464工程建设其他费用万元212.695安装工程万元128.05二十九吨煤投资元66.31三十原煤成本元/吨121三十一原煤售价元/吨160三十二投资回收期月30个月501 设计委托书南票矿务局设计所：建平县鸿运煤矿四井的矿产资源储量核实报告和省评审意见书已批复，矿井可行性研究报告批复立项，现委托南票矿务局设计所编制该矿井初步设计。委托单位：建平县鸿运煤矿四井2006年5月16日501 辽宁省建平县鸿运煤矿四并扩接储量核实报告评审备案证明辽国土资储备字[2005]044号辽宁省国土资源厅已接收辽宁溪源矿产资源评估有限公司报送的《辽宁省建平县鸿运煤矿四井储量核实报告》的评审意见和相关材料。经合规程检查，辽宁溪源矿产资源评估有限公司及聘请的评审专家符合有关规定。辽宁省国土资源厅对《辽宁省建平县鸿运煤矿四井储量核实报告》的评审意见予以备案。附件：《辽宁省建平县鸿运煤矿四井储量核实报告＞评审意见书二○○五年月日501 （附件）辽宁省建平县鸿运煤矿四井扩界储核实报告评审意见书辽宁溪源矿产资源评估有限公司2005年3月5日501 编写单位：辽宁矿产勘查院朝阳分院单位负责人：史益学技术负贵人：史益学报告编写人：郑显定白玉军李桂琴单文霞编写日期：2005年2月报告申报单位：辽宁矿产勘测院朝阳分院申报汇报人员：郑显定评审机构：辽宁溪源矿产资源评估有限公司报告评审专家：郭海林邱志强王嘉呜经理：孙跃忠评审地点：沈阳评审日期：2005年3月5日501 为了尽快摸清矿心煤炭资源的情况，矿业权人委托辽宁矿产勘察院朝阳分院，对辽宁省建平县鸿运煤矿四井进行储量核实工作。2005年2月完成报告的编写，2005年2月28日委托辽宁溪源矿产资源评估有限公司对报告进行评审，公司在审核委托方提供的相关材料合规后，聘请郭海林、王嘉鸣等三名同志对报告进行评审，现将评审意见报告如下。一、矿区概况：建平县鸿运煤矿四井位于朝阳市建平县二十家子乡。地理坐标为：东经l19°43′44″，北纬42°07′54″矿区直角坐标为：点号XYZ1466687540477200578-200米2466668040476640346660504047662044665680404767155466625040477425申报单位提交的证件为：采矿许可证号：2100000520093采矿深度：578—200米面积：3.5942平方千米该证件未标注本井田的划分范围，《报告》以此件代替，建平县国土资源局出具证明矿权无争议。鸿运煤矿原为朝阳市地方煤矿二十家子煤矿，2003年10月破产后出卖，改制为建平县鸿运煤矿，本四井属该矿，尚未开采。501 矿区属低山环绕一盆地区，一般标高为500—650米。属大陆性半干燥气候。夏季干燥，冬季寒冷、春秋季风沙较大，年最高温度37℃，最低温度一30℃，年均降水量600毫米，主要集中在7—8月份。矿区距朝阳120千米，距叶柏寿110千米，有公路相通，交通还算方便。矿区自1957年以来经多次勘查。1977年辽宁煤田地质公司104队于该区进行勘探，提交了《二十家子煤矿普查最终地质投告》，提交煤炭储量B+C级1690.95万吨。二、矿区地质概况：矿区位于内蒙一大兴安岭褶皱系内蒙优地槽褶皱带的东段区内广泛出露中生界沉积地层、自下而上为：侏罗系上统义县组：岩性为安山岩，玄武岩，页岩夹粉沙岩。白垩系上统九佛堂组：砾岩、砂岩夹粉沙岩。白垩系上统阜新组：砂砾岩、页岩夹煤层，为本矿开采目的煤层。含煤七个煤组，其中六煤组、七煤组为主要开采层，一至五煤组基本不可采。第四系：厚度5—50米。矿区构造：为——轴向近NE30°两翼倾角较缓的向斜构造，区内断层发育，控制及推断断层38条、均为正断层。煤层：六煤组煤矿层结构复杂，由1—25个煤分层组成，厚501 度0.50一2.12米，一般1.00米，七煤组为8个煤分层组成，厚度0.58—0.76米，煤层较稳定。煤类为气煤，灰份26%，硫份1.57%，发热车5780大卡/千克。可用于配焦用煤。瓦斯当量：12.40—26.54立方米/吨；煤层具有爆炸倾向：煤层自然发火期为8-12个月。水文地质条件：简单。工程地质条件：简单型，构造发育时应该支护。三、申报储量1、工业指标：最低发热量：≥3000大卡/千克最小开采厚度：0.8米最高灰分：≤40%容重：六煤组1.42吨/立方米，七煤组1.44吨/立方米2、资源储量计算方法：采用底板等高线段法，煤层倾角8-10°，采用平面积，煤层角度计算。3、申报储量：申报煤层为6煤、7煤。申报煤炭储量：6煤65.26万吨，7煤96.70万吨，计161.96万吨。四、评审意见：501 (一)主要成果l、该报告是在相关规范指导下开展的一项矿区范阳内的储量核实工作，其工程程序合法，内容还探规范，方法基本合现。2、报告简单地阐述了本区域地质特征，对矿区的地质情况一股性地认识。对该区勘探类型煤层属较稳定型，构造属较复杂的认识基本正确。3、充分地利用了以往勘探成果，对煤层的控制相对较好。4、储量计算参数选择的基本合理、准确，计算方法基本正确，计算结果较为可信。(二)问题及建议l、报告中剖面图与储量计算图吻合性不太好，特别是平面图断断层位置、等高线的位理、等高线形态与剖面不符，建议修改。2、开采边界见煤点插点位置有误。个别点储量外推线距过大。3、区内构造复杂，现250×300米网度圈定高级储量控制程度不足，建议生产补充勘探。4、储量计探结果未按新规范分类。建议对报告修改补充完善。(三)储量认定的结果经核查确认，建平县鸿运煤矿四井截止2004年l2月3l日，保有煤炭储量为：122b：161.96万吨。501 辽煤安[2004]118号关于对朝阳市煤矿矿井瓦斯等级鉴定结果的批复朝阳市煤炭工业办公室你办上报的“关于煤矿瓦斯等级鉴定的请示”(朝煤办发[2004]43号)已收悉．经省煤炭工业局研究并批复如下：同意朝阳市煤炭工业办公室对市属05家煤矿瓦斯、二氧化碳鉴定结果：其中北煤公司三宝矿一井等三家煤矿为煤与瓦斯突出突矿井；向阳煤业公司一井等3家煤矿为高瓦斯矿井；凌源市兴安煤矿和半里杖子煤矿，相对瓦斯涌出量临界高瓦斯等级，又处在高瓦斯煤层区域，按高瓦斯矿井管理，其余57家煤矿为低瓦斯等级矿井；65家矿井中，33家为高二氧化碳矿井，32家煤矿为低二氧此碳矿井，鉴定为高瓦斯和煤与瓦斯突出的矿井，必须做好四位一体的防突工作，严格执行“以风定产、监测监控、先抽后采”501 的原则，低瓦斯等级矿井仍然要加强通风管理，认真监测监控，杜绝无风、微风、瓦斯极限作业，高二氧化碳矿井必须严格按《煤矿安全规程》规定检查、管理，确保安全生产。朝阳市地方煤矿在进行本次瓦斯等级鉴定时，部分煤矿未按《煤矿安全规程》规定进行瓦斯等级鉴定和煤尘爆炸性和煤层自然倾向性鉴定报批工作，要求及时补报鉴定，鉴定审批前要按高瓦斯等级矿井和有煤尘爆炸危险矿井管理。此复。附件《矿井瓦斯等级鉴定明细表》二○○四年十二月二十三日主题词：小煤矿瓦斯鉴定朝阳批复抄送：辽宁煤矿安全监察局分发：局领导、安全技术处、存档辽宁省煤炭工业局规划综合处2004年12月24日印发501 朝阳市地方煤矿2004年度矿井瓦斯鉴定审批明细表2004年12月序号单位及矿井名称沼气二氧化碳煤层自然发火期（月）煤尘爆炸指数%矿长姓名证件号码全矿井采区最大相对量m3/t单位鉴定等级省局审批等级全矿井采区最大相对量m3/t单位鉴定等级省局审批等级采矿许可证生产许可证相对量m3/t绝对量m3/min是否突出相对量m3/t绝对量m3/min建平鸿运煤矿一井37.103.31否37.1高高78.33.0278.3高高自燃爆炸刘铁石2100000330599D061300002建平鸿运煤矿二井22.10.261否22.1高高21.10.26121.07高高自燃爆炸刘铁石2100000330599D061300002501 501 501 辽煤生产[2005]307号关于对朝阳市市地方煤矿矿井瓦斯等级鉴定结果的批复朝阳市煤炭工业办公室：你办上报的《关于煤矿瓦斯等级鉴定的请示》(朝煤办发[2005]84号)已收悉。经省煤炭工业管理局研究并批复如下：同意你市煤炭工业办公室对市属6l家煤矿瓦斯、二氧化碳鉴定结果：其中北煤公司冠山煤矿等3家煤矿为煤与瓦斯突出突矿井；凌源市兴安煤矿等4家煤矿为高瓦斯矿井；向阳煤业公司一井原为高瓦斯等级矿井，本次鉴定虽然为低瓦斯等级，但其相对瓦斯涌出量接近高瓦斯等级矿井的临界值，同意你市将其按高瓦斯等级管理的请示。天源煤矿等其余53家煤矿为低瓦斯等级矿井；6l家矿井中，29家为高二氧化碳矿井，32家煤矿为低二氧化碳矿井。鉴定为高瓦斯和煤与瓦斯突出的矿井，必须做好四位50 一体的防灾工作，严格执行“以风定产、监测监控，先抽后采”的原则；低瓦斯等级矿井仍然要加强通风管理，认真监测监控，杜绝无风、微风、瓦斯超限作业；高二氧化碳矿井必须严格按《煤矿安全规程》规定检查、管理、确保安全生产。此复。附件：朝阳市地方煤矿2005年度矿井瓦斯鉴定审批明细表二○○五年十二月二十一日主题词：煤矿瓦斯等级鉴定朝阳批复抄送：辽宁煤矿安全监察局分发：吕副局长、尹副局长、生产技术处、监管局、存档。辽宁省煤炭工业管理局办公室2005年12月21日印发50 50 50 50 50 50 50 50 50'