1、高瓦斯矿井煤矿年产量60kt扩建工程项目初步设计方案代可研报告XX工程咨询有限公司二零XX年XX月高瓦斯矿井煤矿年产量60kt扩建工程项目初步设计方案代可研报告建设单位：XX建筑工程有限公司建设地点：XX省XX市编制单位：XX工程咨询有限公司20XX年XX月250可行性研究报告编制单位及编制人员名单项目编制单位：XX工程咨询有限公司资格等级： 级证书编号：（发证机关：中华人民共和国住房和城乡建设部制）编制人员： XXX高级工程师XXX高级工程师XXX高级工程师XXXX有限公司二XX年XX月XX日目录总 说 明13一、概述13二、设计依据14二、设计指导思想15三、设计简况161、资源开采条件12、62、井田面积及储量173、建设规模及服务年限174、工业场地及开拓方式175、水平划分及大巷布置186、带区划分187、采煤方法188、井下运输189、顶板管理1810、投产带区1811、矿井通风与瓦斯抽放1912、矿井供电、通讯与瓦斯监控1913、矿井排水1914、矿井压风1915、井下消防及防尘洒水1916、地面运输2017、地面生产系统及生产工艺2018、地面设施20四、项目总投资及效益情况20(一) 项目总投资情况211、项目建设工程投资： 1751.91万元；212、矿井吨煤投资： 291.98元。21五、主要技术经济指标21六、问题与建议221、井田范围内钻孔少，对煤层控制不足23、22、关于瓦斯抽放与利用223、关于设计范围和高硫煤的开采224、关于煤尘爆炸性22第一章 井田概况及地质特征23第一节井田概况23一、交通位置23二、地形地貌及水系23三、气象及地震23四、矿区经济概况24五、水源与电源24六、邻近小煤矿现状24第二节地质特征24一、地层24二、构造26三、煤层及煤质26四、水文地质条件30五、煤层顶、底板情况33六、其它开采技术条件34七、勘探程度及可靠性34第二章井田开拓37第一节井田境界与储量37一、井田境界37二、矿井地质资源/储量计算38第二节 矿井设计生产能力与服务年限41一、矿井工作制度41二、矿井设计年生产能力41三、矿井及水平服务年限45矿4、井及水平服务年限按下式计算45第三节井田开拓45一、井口位置与井田开拓方式45二、水平划分49三、开拓巷道布置49四、带区划分及开采顺序50五、通风50六、“三下”采煤50第四节井底车场及硐室50一、井底车场型式50二、空、重车线长度，调车方式及井底车场通过能力51三、井底车场硐室51第五节井 筒51一、井筒数目及特征51二、井壁结构形式、井筒施工方法53第三章 大巷运输及设备53第一节 运输方式的选择53一、运输方式53二、运输大巷支护方式、坡度及钢轨型号53第二节 矿 车54一、矿车选型54二、矿车数量54第三节 设备选型55一、+275m运输石门55二、+240m水平运输大巷57三、运输5、安全58第四章 带区布置及装备59第一节 带区布置59一、移交生产和达到设计生产能力时的带区数目、位置及工作面生产能力计算59二、开采顺序61三、带区尺寸及巷道布置61四、带区车场、装车点及硐室62五、带区煤、矸、辅助运输及设备选择与带区通风和排水63第二节 采煤方法64一、采煤方法选择64二、工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型64三、工作面支护与顶板管理方式65四、采煤工作面循环数、月进度、年进度及工作面长度67五、带区及工作面回采率67六、生产时主要材料消耗指标67第三节 巷道掘进67一、巷道断面和支护形式67二、巷道掘进进度指标68三、掘进工作面个数、掘进机械设备配备68四、采掘比例关6、系和矸石率预计68五、井巷工程量和移交生产时的三个煤量68第五章 矿井通风72第一节 概 况72一、瓦斯72二、煤尘爆炸性74三、煤的自燃倾向性74四、地温74五、冲击地压74第二节 矿井通风74一、通风现状74二、通风方法和通风系统75三、风井数目、位置、服务范围及服务时间75四、矿井风量、负压及等积孔75五、通风设施、防止漏风和降低风阻的措施87第三节 瓦斯抽采90一、瓦斯来源分析90二、瓦斯抽放的基本条件90三、选择抽放瓦斯方法与工艺91四、抽放泵站建设及安装96五、抽放系统管路安装99六、抽放系统安全装置102七、抽放管理103八、矿井瓦斯抽放设备106第六章 提升、通风、排水、压缩空7、气设备106第一节 提升设备106一、提升方式106二、主斜井106三、+320+275m主暗斜井110四、+275+240m主暗斜井113五、提升安全117第二节 主要通风设备117一、设计依据118二、设计选型118三、调节、反风措施121第三节 排水设备122一、+320m水泵房122二、+275m水泵房124三、+240m水泵房126四、排水系统图129第四节 压风设备129一、设计依据129二、设计选型130第七章 地面生产系统132第一节 煤质及用途132一、煤质分析及产品方案132二、煤质用途评价134第二节 煤的加工134第三节 地面生产系统布置135一、工艺方案及布置原则138、5二、生产系统能力及主要设备选型135三、工艺流程136四、排矸系统136矸石翻车机：1t矿车用，手动翻车机136第四节 地面生产辅助设施136一、矿井机电修理136二、坑木加工137第八章 地面运输137一、地区交通运输现状137二、进场公路138三、外部运输1382、日外运汽车车次138第九章 总平面布置及防洪排涝138第一节 平面布置138一、场址概况138二、平面布置139四、绿化141第二节 竖向设计及场内排水141第三节 场内运输1411、窄轨铁路1412、场内道路142第四节 矿井其他工业场地布置142一、风井场地142二、排矸场地142四、爆破材料库142五、矿井占地面积1429、总用地面积： 1.91hm2142第五节 管线综合布置143第六节 防洪排涝143第十章 电 气144第一节 供电电源144第二节 电力负荷144附表：10-2-1电力负荷统计表144第三节 送变电159一、气象条件159二、10kV线路导线及杆塔159第四节 矿井10/6kV变电所159一、短路电流计算159二、电气主接线160三、主要电气设备选择及安装布置160四、所用电源及直流电源160五、控制、保护及测量系统163六、过电压保护及接地装置163七、变电所照明164第五节 地面供配电164一、高压配电系统164二、低压配电系统164三、工业场地照明165四、场地动照线网166五、工业及民10、用建筑物防雷166第六节 井下供配电166一、井下负荷及井筒电缆选择166二、井下变电所接线系统及设备选型167三、井下低压系统保护装置167四、井下接地保护系统168五、井下照明系统168第七节监控、通信及计算机管理169一、安全、生产监控与矿井自动化169二、通信170三、计算机管理171第十一章 工业建筑及行政、公共建筑172第一节 设计依据及原始资料172一、设计依据、指导思想172二、气象资料172三、工程地质及地震资料173四、建筑材料与构配件174第二节 工业建筑物与构筑物174一、工业建（构）筑物的结构形式174二、采用的标准图集174三、工业建筑物现状175五、工业建筑物与构11、筑物特征175第三节 行政与公共建筑179一、建筑设计179KL4LM整体式锂电LED矿灯： 270盏183第四节 居住区183第十二章 给水、排水及供热184第一节 设计范围及设计依据184一、设计范围184二、主要设计依据184第二节 给 水185一、用水量及用水标准185二、水质及水压要求185三、给水水源190四、给水系统190第三节 排 水191一、主要污、废水191二、排水系统192三、污水处理193第四节 室内给排水194一、给排水设施194二、给排水管道194第五节 井下消防、洒水194一、服务范围和对象194二、供水水源及水量195Q井消=7.5L/s6h+3600s =1612、2m195三、井下消防、洒水管路系统195第六节 采暖、供热与通风196一、采暖、供热196二、通风197三、除尘197第十三章 矿井灾害预防及安全装备197第一节 开拓布置及矿压控制198一、矿井、水平、采区及采煤工作面安全出口198二、采煤工作面、主要运输巷及回风巷的支架选型及顶板压力、下沉量的关系198第二节 矿井通风系统评价198一、通风系统中风流稳定性说明198二、矿井通风系统的抗灾能力分析199三、矿井风质、风量合格分析及合格率199第三节 防灭火199一、矿井地面防火系统199二、地面火灾的防治措施199三、其他防治措施200第四节 防治水2016、主要巷道尽量布置在隔水层或弱含13、水层中。201第五节 井下防尘202一、井下消防洒水系统202二、喷雾洒水防尘203三 、水炮泥203四、采煤、掘进工作面通风排尘203五、冲洗粉尘203六、隔爆措施203L=nC205七、个体防护206第六节 瓦斯防治与矿井安全仪表206一、矿井瓦斯防治206二、矿井安全仪器和装备210第七节 电气安全211一、矿井供电系统的安全可靠性分析211二、电气设备接地、漏电、过流三大保护及其可靠性分析211三、雷电及设置的雷电保护装置212四、电气防火和防爆措施212五、在预防触电方面的措施213六、为防止静电213第十四章 环境保护214第一节 水污染及其处理214一、生活污水处理214二、井下14、废水的处理214三、卫生所医疗废水排水215第二节 粉尘污染及其防治215一、岩尘、煤尘215二、烟尘215第三节 噪声污染及其治理216第四节 矸石、废渣处理216一、防治矸石山污染措施216二、生活垃圾处理216三、锅炉灰渣处理216第五节 矿井绿化、水土保持217第六节 地表沉陷对环境影响预测217第七节 环境保护、水土保持投资与环境影响评价217一、环境保护与水土保持投资217二、环境影响评价217第十五章 节能减排219第一节 节 能219一、矿井开采与采掘作业219二、节电220三、节煤220第二节 节水222一、用水指标分析222二、节水措施222第三节 减 排223一、瓦斯利用15、223二、减少废水排放223三、减少废气排放223四、减少矸石排放224第十六章 移交标准及建井工期224第一节 建设工期224一、项目实施前期工作224二、项目建设方式225三、项目实施进度安排226第二节 产量递增计划及移交标准227一、产量递增计划227二、移交标准227第十七章 技术经济228第一节 劳动生产率和劳动定员228一、劳动定员228二、矿井全员工效232三、技能素质要求及人员培训233第二节 概算投资及资金筹措233一、概算投资233二、资金筹措及投资分配234三、项目总投资235项目总投资=工程建设投资+建设期贷款利息+铺底流动资金235第三节 原煤生产成本239一、成本16、计算依据239二、 原煤成本计算239第四节 销售收入、税金及利润242一、煤炭用户及价格242二、矿井年销售税金及附加242三、利润242第五节 财务评价244一、盈利能力分析244第六节 项目主要技术经济指标244续表17-6-1 项目主要技术经济指标表245续表17-6-1 项目主要技术经济指标表247乐山市xxxx镇xx煤矿248扩建工程初步设计248（代可行性研究报告）248设计生产能力：60kt/a249工 程 编 号： xx249xx设计研究院249二Oxx年六月249参加设计人员名单249附 图 目 录251总 说 明一、概述 xx煤矿位于乐山市xx区xx镇境内，行政区划属xx17、区xx镇xx村十组。位于xx区253方向，直距约11.0Km。矿区主井口有乡村公路与外界相通。至xx镇3Km，至xx区约17Km，至乐山约40Km。交通较为方便。区内有中国移动、中国联通和中国电讯通讯网络覆盖，通讯较为方便。 xx煤矿于1995年8月开工建设，1997年1月试生产，原设计生产能力10kt/a。2001年经改扩建后，生产能力为30kt/a，2002年11月8日四川省生产许可证颁证办公室颁发了煤炭生产许可证。为了整顿矿业秩序，保证矿井合理、安全、有序利用资源，根据四川省人民政府办公厅关于煤矿整顿关闭工作有关事项的通知（川府办发电2008100号）和四川省人民政府办公厅关于乐山市煤炭18、资源扩建方案的复函（川办函200717号）文件精神，本矿属60kt/a以下独立扩能矿井。根据四川省国土资源厅川国土资函20071497号“关于乐山市煤炭矿业权设置方案的批复”和川国土资储备字2009149号“关于四川省乐山市xx区石林井田xx煤矿资源/储量核实报告评审备案的证明”，本矿井准许开采K4、K5煤层，矿区范围内保有资源储量719.0kt，其中（122b）556.0kt，（333）163.0kt。本矿所采各煤层为极薄煤层，本矿高瓦斯矿井，各煤层不易自燃，煤尘无爆炸危险性；煤层顶板为粘土岩，遇水易软化，局部有底鼓现象，工程地质条件简单，水文地质条件中等。总体来讲，矿井开采技术条件相对简单19、，煤质好，有良好的市场空间。为了矿井持续发展生产的需要，以及达到正规化和安全生产的要求，xx煤矿特委托我院按国家、省政府相关文件精神编制本工程初步设计。我院受委托后，组织工程技术人员偕同矿方工程技术人员深入矿区进行了详细调查，并就矿井建设有关的外部条件、市场情况、井型、井口及工业场地位置、矿井开拓布置及井下开采等主要问题进行了讨论，本设计即根据国家相关文件精神和讨论所确定的主要原则进行编制的。二、设计依据1、委托书；2、采矿许可证、生产许可证、安全生产许可证；3、四川省地质矿产勘查开发局二0七地质队2009年3月提供的四川省乐山市xx区石林井田xx煤矿煤炭资源储量核实报告；4、四川省人民政府办20、公厅关于煤矿整顿关闭工作有关事项的通知（川府办发电200624号）；5、四川省人民政府办公厅关于乐山市煤炭资源整合方案的复函（川办函200717号）；6、煤炭工业小型矿井设计规范（GB 50399-2006）；7、国务院446号文国务院关于预防煤矿生产安全事故的特别规定；8、煤矿安全规程（2006年版）；9、煤炭工业矿井初步设计编制内容（能源部基核199971号文）；10、川国土资函20071497号“关于乐山市煤炭矿业权设置方案的批复“；11、煤安监监察200654号“关于严格审查瓦斯灾害严重的煤矿建设项目安全设施设计的通知”；12、四川省矿产资源储量评审中心2009年3月8日川评审200921、098号文四川省乐山市xx区石林井田xx煤矿煤炭资源储量核实报告评审意见书；13、四川省国土资源厅川国土资储备字2009149号关于四川省乐山市xx区石林井田xx煤矿煤炭资源储量核实报告评审备案证明；14、煤矿建设项目安全设施设计审查和竣工验收规范（AQ1055-2008）；15、安监总煤矿2006127号“关于加强极薄煤层开采安全工作的指导意见”；16、矿井建设的供电、取水、通讯等协议；17、xx煤矿提供的采掘工程平面图；18、国家煤炭建设有关的设计规范、技术规程等。二、设计指导思想认真贯彻执行煤炭工业小型矿井设计规范、煤矿安全规程及相关规定，结合矿井生产实际情况，遵循“技术可行、安全可靠、22、方便实用、经济合理”的原则，尽量采用与矿井相适应的技术、工艺、设备，尽量利用矿井已有地面生产生活设施，并对其进行优化布局，做到布局合理、系统完善、环节畅通，使矿井达到正规、安全、稳定生产。针对该矿的地形、地貌、交通状况及煤层赋存情况等特点，以尽量减少煤柱损失、回收煤炭资源为前提，对井下做到布局合理、系统完善、环节畅通、安全可靠、工程量少、工期短；对地面充分利用地形条件，优化矿井工业场地布置，体现有利生产，方便生活，紧凑合理，节约用地，以达到安全好、投入少、产出多，获取最佳效益的目的。三、设计简况1、资源开采条件xx煤矿位于四川盆地西南缘，属盆周低山区，地势西南高东北低，最高点在矿区西北部，标高23、 +597.7 m，最低点为矿区东北南部xx，标高 +355 m，相对高差242.7 m。属侵蚀构造山地地形。矿山大地构造位置属扬子准地台四川台坳川中台拱威远-龙女寺台穹南西部，地处峨马复式背斜东翼北端较宽缓地带，总体为单斜构造，倾向由北北西转为北北东，倾角320。煤层产状较稳定，倾角平缓。矿井水文地质类型属中等类型；矿井为高瓦斯矿井，煤层不易自燃，煤尘无爆炸危险。总体评价，该矿的开采技术条件相对简单，但煤层薄，生产能力较小。2、井田面积及储量20xx年6月四川省国土资源厅以川国土资函xx文批复新的xx煤矿矿区范围，批复的xx煤矿的矿山范围地理坐标为东经xx，北纬xx，走向长1.45km，倾斜24、宽1.43km，面积1.43Km2。开采深度+320m+220m标高，拟开采K5、K4煤层。根据四川省国土资源厅批准的该矿矿产资源储量，该矿批准的矿区范围内共有资源储量719.0kt，其中（122b）556.0kt，（333）163.0kt。3、建设规模及服务年限根据井田的地质、资源储量等条件，按煤炭工业小型矿井设计规范（GB50399-2006）的有关规定和四川省人民政府办公厅川办函200718号“关于乐山市煤炭资源整合方案的复函”，确定矿井设计生产能力为60kt/a；尚可服务6.8年。4、工业场地及开拓方式基于不占农田、充分利用现有地面设施和井下开拓开采系统的原则考虑，投产时主井井口及工业25、场地利用现有主井和工业场地地面生产系统及工业场地。矿井采用斜井开拓，主斜井利用JTP-1.21.0/30型提升绞车（55kW，380V，980r/min）、+320+275m主暗斜井绞车利用JTB-1.00.8型提升绞车（45kW，660V，980r/min）、+275+240m主暗斜井利用JTB-1.00.8型提升绞车（45kW，660V，980r/min）分别担负矿井煤炭、矸石提升和材料、设备下放任务，并做矿井主要进风井和安全出口，并在其中敷设电缆、排水管线等；行人斜井担负矿井人员上下；回风斜井利用两台现有的2台4-72-11 16B型离心式主要通风机担负矿井回风，并兼做应急安全出口。5、26、水平划分及大巷布置设计按当前的技术装备水平和开采技术条件划分水平，全矿井剩余资源共划分为一个水平，即+240m水平。+240m水平运输大巷布置于K4煤层中，+255m回风大巷布置于夹岩煤层（不可采煤层，煤线）。6、带区划分根据该矿煤层赋存情况、井型和技术装备水平，设计以人为边界和自然边界划分带区，矿井共划分为两个带区。 7、采煤方法根据矿井煤层赋存情况和开采技术条件，设计采用倾斜长壁采煤法，放炮落煤，刮板输送机运煤，单体液压支柱配金属铰接顶梁联合支护顶板。8、井下运输矿井+275m 运输石门利用现有XK2.5-6/48-KB 防爆特殊型蓄电池机车运输，+240m水平运输大巷利用现有CCG3.027、/600型防爆柴油机车运输。9、顶板管理根据煤层顶底板条件和赋存状况，采用局部充填法管理顶板。10、投产带区投产带区位于一带区，以1个炮采对拉工作面达到60kt/a能力的正常生产替。11、矿井通风与瓦斯抽放矿井采用分列抽出式通风系统，回风斜井利用现有4-72-11 16B型离心式主要通风机；新建地面瓦斯抽放站，安设2BEA 252-0型（37kw，24.55m3/min）固定瓦斯抽放泵抽放矿井瓦斯。12、矿井供电、通讯与瓦斯监控xx煤矿为双回路供电，主电源来自于xx区xx变电站，另一回路来自于xx区国家电网天仙桥变电站，均以10kv高压架空线送至本矿矿井地面变电所。利用现有KJF2000N（升28、级后）型煤矿集中监测监控系统和通讯系统主机，完善井下传感器和调度电话的设置。13、矿井排水矿井采用斜井开拓三级排水，即从+240m水泵房+275m水泵房+320m水泵房地面。+320m水泵房排水选用MD25-303型离心式水泵（15kW，660V，2950r/min）。+273m水泵房排水选用MD25-303型离心式水泵，水泵配置YB2160M2-2型隔爆电动机（15kW，660V，2950r/min）。+240m水泵房排水选用MD12-253型离心式水泵，水泵配置YB2160M2-2型隔爆电动机（15kW，660V，2950r/min）。14、矿井压风矿井设置压风自救系统，利用设在行人斜井工29、业场地附近1台3L-10/8型固定活塞式空气压缩机（10m3/min,65kw）供矿井压风系统与动力用风，并新购1台作为备用。15、井下消防及防尘洒水井下消防管路采用与井下防尘洒水管路合用，枝状管网结构，局部采用环状供水管路，高位水池静压储水，常高压消防。井下消防洒水管路采用二条管径为D734.0的输水管路在地面给水系统的D1334.0主干管上接管，并通过主斜井和行人斜井，以及相应的井下巷道向井下各用水点静压供水。按煤矿井下消防、洒水设计规范的要求，在井下各掘进工作面、采煤工作面、各原煤装载点、落煤点等处设置有消防洒水管路及各种喷雾、洒水、消防装置。喷雾器针对不同的使用地点，不同的使用性质，分30、别由Y型、K型及S型喷头组成；消火栓装置的型号为SN50，在煤巷及半煤巷内按间距为100m，在岩巷内按间距为300m设置；还在采煤工作面轨道顺槽距工作面40m的地方，掘进巷道距工作面30m的地方，以及各落煤点的下风流方向，设置有由S型喷头组成的净化风流水幕装置。16、地面运输矿井生产的煤炭及材料设备均采用汽车运输。17、地面生产系统及生产工艺矿井采出的原煤，主要用作动力用煤。因此，本次设计暂不考虑选煤厂，地面设原煤简易筛分选矸系统，只进行人工选矸和一般筛分。产品类型为块煤、末煤。18、地面设施充分利用现有地面生产生活设施，并在此基础上加以优化和完善，对不足部分，加以补充。四、项目总投资及效益情31、况 (一) 项目总投资情况1、项目建设工程投资： 1751.91万元；矿建工程费： 677.20万元；土建工程费： 159.92万元；设备购置费： 545.18万元；安装工程费： 240.34万元；其 它 费用： 78.24万元。2、矿井吨煤投资： 291.98元。 (二) 项目效益情况1、原煤成本： 220.51元/t；2、原煤平均销售价格： 400元/t；3、税后投资回收期 3.93a；4、投资收益率 38.13%。五、主要技术经济指标1、矿井设计生产能力： 60kt/a；2、矿井地质资源储量： 719.0kt；3、矿井工业资源储量： 702.7kt；4、矿井可采储量： 527.9kt；532、矿井服务年限： 6.8a；6、矿井开拓方式： 斜井；7、矿井瓦斯等级： 高瓦斯；8 达产时带区数： 1个；9、达产时采面数： 1个对拉采煤工作面；10、井巷工程量： 2582m/17870m3； 11、矿井吨煤耗电量： 27.5kWh/t；12、矿井施工工期： 11.0个月。六、问题与建议1、井田范围内钻孔少，对煤层控制不足地质报告仅对井田范围内作了稀疏控制，矿井煤层厚度和资源/储量计算存在一定程度的不确定性。建议矿方加强地质测量工作，以保证对资源的合理规划和开采。2、关于瓦斯抽放与利用本矿为高瓦斯矿井，缺乏瓦斯含量、煤层透气性等相关瓦斯参数，建议矿井在生产过程中积极收集相关参数，并编制专项33、瓦斯抽采设计。3、关于设计范围和高硫煤的开采根据对矿井实际开采情况调查，K5煤层基本已经采空，目前仅余少量资源残采，而储量核实报告显示K5煤层尚余较多资源，二者结论出现一定偏差。本设计以实际调查资料为准，设计范围主要为K4煤层未开采区域，未采区域利用现有系统进行回收。鉴于K5煤层为高硫煤，在开采过程中应采取综合降硫措施，降低采出的煤炭硫含量。4、关于煤尘爆炸性根据xx产品质量监督检验站提供的检测报告，矿井K4煤层无爆炸危险，而地质报告审批意见则有爆炸危险；建议矿井尽快送样检测以核实煤尘爆炸性，并采取相应措施以指导矿井安全生产。第一章 井田概况及地质特征第一节井田概况一、交通位置xx煤矿位于乐山34、市xx区xx镇境内，行政区划属xx区xx镇xx村十组，位于xx区253方向，直距约11.0 km。xx煤矿交通以公路为主，主井口有乡村公路与外界相通，至xx镇3km，至xx区约17 km，至乐山约40 km，交通较方便（见交通位置图）。二、地形地貌及水系xx煤矿位于四川盆地西南缘，属盆周低山区，地势西南高东北低，最高点在矿区西北部，标高 +597.7 m，最低点为矿区东北南部xx，标高 +355 m，相对高差242.7 m。属侵蚀构造山地地形，其间为宽窄不一的小山谷。矿区水系属岷江水系，主要支流为沫溪河，从矿区外围北东部经过，平均流量50 m3/s，向东流经xx、西坝镇，在xx附近汇入岷江，矿35、区北部xx与中南部李家沟为常年流水沟，平均流量分别为0.42 m3/s、0.15 m3/s。三、气象及地震矿区属亚热带潮湿气候，四季分明，夏季湿热多雨，冬季较冷，但无积雪期，最高气温为37.7，最低气温-2.6，年平均气温17。雨量较为充沛，常年降雨量1400 mm左右，其中69月降雨量占全年降雨量一半以上，相对湿度79%。根据中国地震动参数区划图（GB18306-2001）及建筑抗震设计规范（GB50011-2001），本区抗震设防烈度为度，设计基本地震加速度值为0.10g，设计地震第一组。四、矿区经济概况矿区外围西南部有稀疏分布农户，全为汉族，粮食作物以玉米、小麦为主，水稻、薯类次之，另有36、少量水果、花生、油菜等经济作物。矿区植被发育，多为杂草与灌木。五、水源与电源矿井水源主要取自于周边溪沟水。该矿为双回路电源供电，其中一回路供电电源取自xx变电站，从该站以10kV的LGJ-50型架空输电线接入矿井地面10/6kV变电所，线路长2.5km；另一回供电电源取自天仙桥变电站，从该站以10kV的LGJ-50型架空输电线接入本矿井地面10/6kV主变电所，线路长5km。六、邻近小煤矿现状xx煤矿北边为xx煤矿，西北为xx煤矿（一井），西南部有xx煤矿，东与xx煤矿相邻，这些煤矿分别开采K8、K5、K4、K3煤层。相邻矿井之间有保安煤柱相隔，矿权边界清楚，无矿业权纠纷。第二节地质特征一、地37、层矿区出露地层主要为三叠系须家河组，平缓坡地及冲沟分布有第四系坡残积与冲洪积层。各地层特征由新至老分述于下。（一）第四系（Q）厚度20 m，为近代河流冲积、淤积及残坡积堆积等，主要为黄灰、橙黄、土黄色含砂及砾石砂土层和含角砾腐植土层。与下伏地层呈不整合接触。（二）三叠系上统须家河组（T3xj）分布于整个矿区，须家河组在剖面上可分出五段，矿区仅出露第二至五段，自上而下分述如下。1、须家河组第五段（T3xj5）厚34.0359.37 m，平均46.70 m。岩性为灰浅灰色细中粒砂岩，夹深灰色砂质粘土岩。顶部为深灰色粉砂岩、砂质粘土岩及粘土岩，富含植物化石。2、须家河组第四段（T3xj4）厚114.38、18173.56 m，平均143.83 m。岩性为深灰色薄层状砂质粘土岩、粘土岩、夹较多的浅灰色细砂岩，粉砂岩条带及包体，富含植物化石。含煤四层，即K10、K9、独层子和假三层，可采煤层仅有K10、K9煤层，局部可采。3、须家河组第三段（T3xj3）厚75.30106.25 m，平均88.72 m。上部为灰浅灰色厚层块状细、中粗粒长石石英砂岩，砂岩粒度沿倾向或走向均有变化。垂向上的粒度变化一般是上、下部为细中粒；中部为中粗粒。厚度常与T3xj3互为消长，一般变化不大。中部为浅灰、麻灰色细砂岩，夹粉砂岩及少许深灰色砂质粘土岩。下部很不稳定，厚度变化较大。以灰、深灰色砂质粘土岩、粉砂岩互层为主，夹39、少许薄层状粘土岩、细砂岩。该段内可见冲刷面，为典型的河流边滩相沉积序列。4、须家河组第三段（T3xj2）厚164.20172.69 m，平均167.50 m。岩性相对较稳定，以深灰色粘土岩、砂质粘土岩为主，夹浅灰色粉砂岩及少许细砂岩。普遍含植物化石碎片及炭屑，发育微斜层理及微波状层理，局部可见小型斜层理及透镜状层理。含K8、K7、K6、K5、K4煤层。其中K5煤层稳定，厚0.320.44 m，平均0.35 m；K4煤层稳定，厚0.310.42 m，平均0.34 m；K8、K7、K6煤层已被采空。二、构造矿山大地构造位置属扬子准地台四川台坳川中台拱威远-龙女寺台穹南西部，地处峨马复式背斜东翼北端40、较宽缓地带，总体为单斜构造，倾向由北北西转为北北东，倾角320。主要构造为北北西向沫溪河挠褶，从xx煤矿北东部通过，轴面倾向南西，宽5001000 m。挠褶带内煤层倾角较大，且岩层节理裂隙发育。xx煤矿为一套平缓单斜构造，总体倾向北东，倾角35。区内未见明显断裂构造，亦未见岩浆活动迹象，地质构造复杂程度属简单类型。三、煤层及煤质（一）含煤性区内含煤地层为三叠系上统须家河组，含全区可采煤层2层，即K5、K4煤层，均赋存于须家河组第二段；局部可采煤层2层，即K6、K7煤层，大部被采空；采空煤层1层，即K8煤层。批准矿山范围内拟开采K5、K4煤层，K5、K4煤层埋藏深度分别为50300 m，803241、5 m，为隐伏型煤矿。各煤层主要特征见表1-2-1。表1-2-1 可采煤层特征表煤层赋存层位煤层厚度（m）煤层结构顶底板岩性稳定性块段平均倾角容重t/m3纯煤厚度平均层间距夹石层数夹石厚度顶板底板K5T3xj20.320.440.3510.050.20砂质粘土岩、粘土岩粘土岩稳定41.40712K4T3xj20.310.420.3410.020.07粘土岩粘土岩较稳定41.40（二）可采煤层特征1、K5煤层赋存于须家河组第二段中部，距第三段底界约6873 m，平均71 m。纯煤厚度0.320.44 m，平均0.35m，属稳定煤层。双层结构，由2个煤分层组成，上分层厚0.120.20 m，平均042、.16 m；下分层厚0.180.26 m，平均0.22 m。夹矸厚0.050.20m，平均0.13m，为深灰色灰质粘土岩。煤层顶板一般为深灰色砂质粘土岩、粘土岩，厚12 m，其上为灰色砂质粘土岩、粉砂岩。底板为深灰色炭质粘土岩。2、K4煤层赋存于须家河组第二段下部，距上部K5煤层712 m，平均9 m。纯煤厚度0.310.42 m，平均0.34 m，厚度较稳定。双层结构，上分层厚0.040.08 m，平均0.06 m，下分层厚0.230.42 m，平均0.33 m，夹矸厚0.020.07 m，平均0.05 m。K4煤层顶、底板岩性一般为粘土岩，顶板间有炭质粘土岩或煤线，煤层与顶板粘土岩多呈突变43、接触。（三）煤质K5煤层煤岩类型以条带状、细条带状半亮型煤为主，一般自下而上光泽偏暗，并有过渡为线理细条带状半暗煤。显徽煤岩类型属强矿化、矿化半丝炭化丝质亮暗型煤为主。K4煤层以半暗型、暗淡型煤为主，次为半亮型煤，玻璃光泽，条痕褐黑色，性脆，内生裂隙较发育，断口阶梯状、参差状。有机显微组分中以镜质组和惰性组为主，约95%，稳定组少量，约5%。显微煤岩类型属微镜惰煤组。根据1979年207地质队初勘报告资料，K5、K4煤层煤质分析结果见表1-2-2。表1-2-2 可采煤层原煤煤质分析结果表煤层项目K5K4水分Mad（%）1.942.142.042.082.192.14灰分Ad（%）34.213744、.4535.8344.3351.3247.83挥发分Vdaf（%）25.7827.2626.5217.8121.0719.44固定炭FCd（%）36.7738.5337.6530.8734.6032.74全硫St,d（%）2.753.753.250.691.050.87磷Pd（%）0.0080.0090.00850.0240.0760.050发热量Qgr,d（%）19.2620.3019.7815.2517.4716.36（四）煤的分类及工业用途根据中国煤炭分类国家标准（GB5751-86）划分，K4煤层属中高灰，低硫，低磷、低热值煤；K5煤层属高灰、高硫、特低磷、低热值煤。各煤层均属1/3焦45、煤（1/3JM），可用作发电用煤、民用煤，也是良好的炼焦配煤。四、水文地质条件（一）水文地质概况矿区地处峨马复式背斜东翼北端之较宽缓地带，地质构造简单。地貌上属盆周低山，区内相对高差242.7 m。沫溪河由西向东流经矿区外围北部，平均流量50 m3/s；李家沟由南向北流经矿区中部，流量分别为0.15 m3/s；xx由西向东流经矿区北部，流量为0.42 m3/s。区内自然条件有利于地下水形成和富集。K5、K4煤层埋藏深度分别为50300 m、80325 m，为隐伏型煤矿，煤层位于当地侵蚀基准面之下，地表水不构成矿床充水主要因素，须家河组第三段碎屑岩类孔隙裂隙含水层为矿床充水主要含水层（顶板水），46、含水性弱中等，局部因构造、岩性影响致含水性稍强。（二）主要含、隔水层特征按地下水赋存条件、水理特征及水力联系，区内地下水可划分为松散岩类孔隙水、碎屑岩类孔隙裂隙水。1、松散岩类孔隙水第四系冲洪积孔隙水含水层厚度5 m左右，沿河溪分布，地貌上构成漫滩及河谷级阶地。上部为亚砂土层，下部为砂砾卵石层。下部含水性强。受大气降水、地表水补给，呈泉排泄。为K4、K5煤层间接充水因素，对K5、K4煤层开采影响较小。第四系坡残积孔隙水含水层厚度05 m，分布于斜坡低缓部位。为泥碎石层，弱中强含水。受大气降水补给，就地呈泉排泄。对K5、K4煤层开采影响较小。2、碎屑岩类孔隙裂隙水（1）须家河组第五段页岩、砂岩互47、层孔隙裂隙含水岩组分布于矿区南部，构成低山丘陵。为细中粒砂岩夹粘土岩、砂质粘土岩，含水段厚9.9633 m，含水性弱，对开采影响微弱。（2）须家河组第四段孔隙裂隙含水岩组粘土岩夹多层细砂岩、粉砂岩，泉水流量0.030.08 L/s，弱不含水，对矿坑充水影响微弱。（3）须家河组第三段以厚层砂岩为主的孔隙裂隙含水岩组中、上部为灰麻灰色细中粒砂岩，下部为砂质粘土岩夹粉砂岩、细砂岩，弱中等含水，泉水流量0.0460.5 L/s，钻孔单位涌水量0.003830.009353 L/sm，渗透系数0.0035640.0362 m/d，水质类型为HCO3-CaNa型水，矿化度0.18 g/L，距K8煤层57 48、m，为K8煤层矿坑充水主要含水层。（4）须家河组第二段页岩、砂岩互层孔隙裂隙水岩组上部为深灰色粘土岩、砂质粘土岩夹粉砂岩、细砂岩，K8、K7、K6煤层产于本段上部，K5、K4煤层产于该段中部，弱含水，钻孔单位涌水量0.000290.0125 L/sm，渗透系数0.00002290.4291 m/d，水质为Cl-Na、HCO3-CaMg型，矿化度0.282.04 g/L，中部细砂岩裂隙含水层，层厚约18m，层间及构造裂隙段发育，含水性中等，为K5、K4煤层主要充水层位。（三）地表水、地下水补、径、排条件各含水层露头区，为其补给区，主要受大气降水补给，浅部风化带泉水动态，严格受降水控制，变化可达数49、十至数百倍，各地表水体对地下水也有补给作用。浅层地下水，一般在短距离内完成循环，在沟谷切割处，呈泉排泄。部分地下水顺层向深部循环，深部因裂隙不发育，地下水运动缓慢，逐渐呈相对停滞状态。（四）充水因素分析1、顶、底板砂岩孔隙裂隙含水层对开采系统充水的层位是顶板T3xj2中上部含水层；底板T3xj2含水层因上部有隔水层相隔，而影响微弱。2、地表水xx、李家沟从矿区北部与中部通过，流量分别为0.42 m3/s与0.15 m3/s，区内地下水位均低于河水面，K5、K4煤层底板标高低于李家沟和xx。须家河组第二、第三段各含水层透水性差，因此，地表水对矿床充水影响较小。但是，xx煤矿在开采各煤层时，仍应采50、取积极的探防水措施，尤其是在溪沟附近采掘作业时，以防止溪沟水通过老窑巷道和采空区塌陷裂隙渗入矿井。3、老窑、采空区积水矿区内南部及矿区外围西部煤矿K8、K7、K5、K4、K3煤层开采已达多年，有老窑采空区，边界未准确圈定，且可能有积水；因而老窑与采空区积水是未来矿井充水的主要威胁。矿井应做好生产水文地质工作，对水文地质基础资料进行收集、整理、分析研究，加强水害预测预报工作，严格执行“预测预报、有疑必探、先探后掘、先治后采”的探放水原则，探放老空积水前，首先要分析查明老空积水的空间位置、积水量和水压，确定探水线和警戒线，在接近探水线时必须探水掘进，确保矿井安全生产。（五）矿井涌水量根据四川省地质51、矿产勘查开发局二零七地质队2009年3月提交的四川省乐山市xx区石林井田xx煤矿煤炭资源储量核实报告，采用水文地质比拟法，预计矿井+320m正常水量为216 m3/d，最大水量为450 m3/d；+275m正常为192 m3/d，最大为240m3/d；+240m正常水量为100 m3/d，最大水量为190 m3/d。（六）矿井水文地质条件xx煤矿主要含水层受地表水补给条件相对较好，但各含水层之间均有隔水性能良好的隔水层相隔，水力联系较弱，直接充水含水层单位涌水量小于0.1 L/sm，按此划分标准，xx煤矿水文地质条件简单。但考虑到矿井采掘受老采空区积水影响，矿井应加强防治水工作，保证安全生产。52、因此，xx煤矿是以顶板砂岩裂隙含水层、老采空区积水充水为主、水文地质条件中等的煤矿床。五、煤层顶、底板情况矿山主采煤层K5、K4埋藏深度50325 m，煤层顶板一般为深灰色、灰黑色粘土岩，质较软，抗压强度低。煤层底板为灰、深灰色粘土岩，夹36 cm高炭质粘土岩，属软岩，与煤层呈过渡接触，由于地下水软化，局部产生底鼓现象。六、其它开采技术条件（一）瓦斯根据乐山市经委2008年下发的乐市经2008393号文“关于xx区2008年度煤矿瓦斯等级鉴定结果的批复”，xx煤矿2008年度相对瓦斯涌出量为23.96m3/t，绝对瓦斯涌出量为1.67m3/min，相对CO2涌出量14.20m3/t，绝对CO253、涌出量0.99m3/min，属高瓦斯、高二氧化碳矿井。（二）煤的自燃倾向与煤尘爆炸危险性根据xx产品质量监督检验站提供的检测报告，设计范围K4煤层属类不易自燃煤层，无煤尘爆炸危险性。但乐山市经委2008年下发的乐市经2008393号文，xx煤矿开采K5、K4煤层自燃倾向性等级为类，有爆炸危险性，二者不一致，本设计暂按有爆炸危险、不易自燃设计。（三）地温及冲击地压根据矿井地质报告及矿井以往开采情况分析，本矿属地温正常区，不受冲击地压威胁。七、勘探程度及可靠性（一）勘探程度以上地质基础资料来源于四川省地质矿产勘查开发局二零七地质队2009年3月提交的四川省乐山市xx区石林井田xx煤矿煤炭资源储量核54、实报告，从所提供的地质资料分析，该地质工作取得了以下主要成果：1、基本查明了区内含煤地层特征和地质构造特征；2、查明了可采煤层层位，基本查明了煤层厚度、内部结构以及煤质特征；3、获得了矿山开采技术条件的观察资料。提交的储量核实报告，可以作为矿井设计、建设和生产的地质依据。（二）资料可靠性从所提供地质资料看，xx煤矿范围内地质构造复杂程度简单、煤层赋存条件较好，水文地质条件中等。综上所述，xx煤矿资源是可靠的，具备建设60 kt/a井型矿井的条件。（三）存在的问题及建议1、区内+280m标高以上煤层资源开发殆尽，且该矿新划定范围内又有其它矿老采空区，周边矿井开采煤层层位又错综复杂，采空区范围、积55、水情况、水压等均不确定，老采空区积水对煤矿坑充水影响较大。在煤矿开采过程中应注意防范，建议采用地球物理、三维地震勘探等先进手段，加强对采空区调查工作，完善矿井水害防治基础资料，严格执行“预测预报、有疑必探、先探后掘、先治后采”的探放水原则，留设采空区隔离煤柱，以免造成安全事故。2、储量核实时，参与控制的ZK36、ZK4-1钻孔均在矿区范围外，控制程度较低，且矿区范围内主采煤层K5、K4深部工程控制不足，建议今后加强生产时期勘探工作，提高资源储量类别，减少投资风险。3、本矿范围内分布有2个钻孔（CK13、ZK5-3），其中CK13钻孔控制K4煤层，但在K5煤层资源储量估算图上却没有该钻孔揭露煤层56、情况（K5位于K4之上，正常情况下应揭露K5煤层），建议重新核对钻孔揭露情况、明确错失K5煤层原因。4、矿区东南K5煤层埋藏较浅，距其上溪沟垂距小于50 m，在该地带进行采掘作业时，应加强探放水措施，防止导水裂隙带连通地表，造成水患。第二章井田开拓第一节井田境界与储量一、井田境界（一）井田境界xx煤矿位于乐山市xx区xx镇境内，行政区划属xx区xx镇xx村十组。位于xx区253方向，直距约11.0Km。xx煤矿xx号文批准为6万吨以下独立扩能矿井，2008年6月，四川省国土资源厅以川国土资函xx号文批复新的xx煤矿矿区范围，批复的xx煤矿的矿山范围地理坐标为东经xx，北纬xx，南北倾斜宽1.457、3km，东西走向长1.45km，面积1.43Km2。直角坐标由7个拐点围限，如表2-1-2所示。矿区中心坐标：东经1034218，北纬292155。（二）邻近矿井矿区附近有邻区煤矿，北边为xx煤矿，西北边为xx煤矿（一井），西南部有xx煤矿、东有xx煤矿相邻，这些煤矿分别开采K8、K3、K4、K5煤层。根据现批准设置的矿区范围，本矿山与邻近矿山之间无边界重叠与矿权之争。表2-1-1 原xx煤矿矿区范围拐点直角坐标一览表拐点号XY采深（m）K5矿区范围拐点坐标K5：+360+240mK4：+325+275m13250250353744402325117535374150332509903537358、4204325017535373750532501753537442563249516353743507324930035374750832495803537510093249805353751701032498253537511511324989535375100K4矿区范围拐点坐标12325037035375000133250370353745001432495003537450015324950035375000表2-1-2 批复的xx煤矿矿区范围拐点直角坐标一览表拐点号XY开采标高（m）1325109835373378+320+220m232501763537375133250173359、53744234324988135374393532498813537484063250969353748497325131735374115二、矿井地质资源/储量计算1、矿井地质资源/储量根据四川省地质矿产勘查开发局二0七地质队提交的四川省乐山市xx区石林井田xx煤矿煤炭资源储量核实报告，批准的矿区平面范围内煤炭总资源储量719.0ktkt，其中（122b）556.0kt，（333）163.0kt（见表2-1-3）。表2-1-3 矿井资源/储量估算表 单位：kt煤层编号保有资源/储量动 用资源/储量矿 井资源/储量122bK4292.5163.0455.5547.01002.5K5263.560、0263.5480.0743.5小 计556.0163.0719.01027.01746.0备注：批准的矿区范围内共获得保有/资源储量719.0kt，其中（122b）556.0kt，（333）163.0kt。2、矿井工业资源 /储量矿井工业资源/储量应为地质资源量中探明的资源量331和控制的资源量332，经分类得出的经济的基础储量111b和122b、边际经济的基础储量2M11和2M22，连同地质资源量中推断的资源量333的大部（本矿地质构造简单，可信度系数按0.9计取）。经计算，矿井工业资源/储量为702.7kt（见表2-1-4）。表2-1-4 矿井工业资源/储量估算表 单位：kt煤层编号储 61、量 类 别备 注（111b）（122b）（333）K小 计K40292.5146.7439.2K50263.50263.5小 计0556.0146.7702.73、矿井设计资源/储量该矿为扩建矿井，根据四川省国土资源厅批准的矿区范围和可采煤层，采矿许可证矿区范围内K4、K5煤层为其所属开采煤层；由于矿区范围内无需留设永久煤柱，矿井设计资源/储量与矿井工业资源/储量一致，则矿井设计资源/储量为702.7kt。3、矿井设计可采储量扣除矿井水平运输大巷和上山及石门的煤柱损失量、推断的资源量333的折减量、带区回采率（88%）后，计算矿井设计可采储量为527.9kt（见表2-1-5）。表2-1-5 矿62、井设计可采储量汇总表 单位：kt煤层矿井工业资源/储量永久煤柱损 失矿井设计资源/储量工业场地和主要井巷煤柱开采损失设计可采储量断层合计运输大巷上山煤柱合计合计其 中111122K4439.200439.248.313.161.445.3332.50332.5K5263.500263.513.528.041.526.6195.40195.4合计702.700702.761.841.1102.971.9527.90527.9第二节 矿井设计生产能力与服务年限一、矿井工作制度矿井工作制度：矿井年工作日330d。每天三班作业，三班生产、自采自准，三班掘进。二、矿井设计年生产能力矿井设计生产能力系按设63、计规范的工作制度及各生产环节正常生产的条件下，能持续、稳定、安全地完成日产量和年产量确定的。（一）确定矿井设计生产能力的因素确定矿井设计生产能力的因素很多，不仅要考虑资源总量、煤层生产能力、开采技术条件、各系统的技术装备水平、经营管理能力及其区域规划等因素，使其能保证矿井正常安全生产，并获得最佳经济效益。结合本矿井范围内煤层赋存条件及开采条件，在确定矿井设计生产能力时主要考虑以下因素： 1、储量本井田储量较丰富可靠。全井田有可采煤层两层（K4、K5），煤层总厚0.69m。倾角4o，在扩建后的矿井范围内，有保有储量719.0kt，可采储量527.9kt，井田内储量较丰富。从井田储量和煤层生产能力64、而言，矿井扩建成60Kt/a生产能力的矿井，接替不会紧张，有足够的服务年限。若扩建成90kt/a生产能力的矿井，服务年限为4.5年，服务年限不能满足煤炭工业小型矿井设计规范（GB 50399-2006）关于矿井服务年限的要求；加之矿区范围内煤层薄，煤层生产能力小，若增加生产能力只有通过增加回采工作面来达到，这与当前煤炭相关产业政策是不相符的。2、煤层赋存及开采技术条件矿区位于四川盆地西南缘，属盆周低山区，地势西南高东北低，最高点在矿区西北部，海拔标高+597.7m，最低点为矿区东北南部xx，海拔标高+355m，相对高差242.7m。区内地形属山地侵蚀构造地形，其间为宽窄不一的小山谷。批准矿区范65、围为一套平缓单斜构造，总体倾向北东，倾角35。未见明显的断层构造，构造属简单类型。矿山水文地质条件中等，矿山内K5、K4煤层位于当地侵蚀基准面之下，中间有若干层粘土岩为隔水层。矿井充水主要来源于砂岩孔隙裂隙水及老窑水。K5煤层赋存于须家河组第二段中部，上距须家河组第三段底界约6873m，平均71m。K5煤层下距K4煤层最大间距23m，最小间距19m，平均21m。煤层纯煤厚度最大0.44m，最小0.32m，平均0.35m，厚度稳定。K5煤层顶板一般为深灰色砂质粘土岩，粘土岩，与煤层明显接触，厚12m，其上为灰色砂质粘土岩，粉砂岩。底板为深灰色炭质粘土岩。K4煤层赋存于须家河二段下部，上距须家河组66、第三段底界约80m。K4煤层上距K5煤层最大间距23m，最小间距19m，平均21m。煤层纯煤厚度最大0.42m，最小0.31m，平均0.34m，厚度较稳定。K4煤层顶、底板岩性一般为粘土岩，顶板间有炭质粘土岩或煤线，煤层与顶板粘土岩多呈突变接触。总体评价，该矿的开采技术条件相对简单。3、生产实践经验xx煤矿已生产多年，培养了一支有较丰富生产实践经验、熟练的工程技术队伍，拥有一支专业技术人员，该队伍将直接参与该矿的建设和生产，成为矿井扩建和今后生产中技术骨干力量。4、市场根据市场调查，该矿井主要向乐山、成都及周边用户供应煤，煤炭市场前景极为看好。5、投入与产出矿井建设应抓住当前煤炭市场好转的有利67、时机，让矿井的内在条件（储量、开采技术条件等）和外在条件（市场）相匹配，确定矿井合理的生产能力，以达到投资省、见效快、尽快回收投资的目的。（二）矿井设计生产能力的确定综合考虑以上各因素，根据本井田煤层赋存情况和开采技术条件，重点考虑了以下两个井型方案。一方案：矿井设计生产能力60Kt/a；二方案：矿井设计生产能力90Kt/a。上述两个方案技术分析比较如下：本井田有可采储量527.9Kt。根据矿井部署情况，矿井划分为一个水平，即+240m水平。矿井服务年限见表4-2-1。表4-2-1 矿井及水平服务年限表方案矿井生产能力（Kt/a）矿井服务年限（年）一水平服务年限（年）备注一方案606.86.868、二方案904.54.51、从矿井服务年限看从表4-2-1中可以看出，一方案的服务年限最长，二方案最短。一、矿井服务年限及第一水平服务年限基本满足设计规范规定服务年限，而第二方案的矿井服务年限比设计规范服务年限偏短，应予舍弃。根据上述分析，矿井设计生产能力应为60Kt/a。2、从井下采煤工作面生产能力看本井田可采煤层有两层，即K4、K5煤层，煤层平均厚度分别为0.35、0.34m，煤层生产能力小，若建设更大井型，则采掘接替较困难，不宜增加回采工作面数量。综合考虑各方面因素，设计推荐60kt/a。3、从煤层开采顺序、井下采掘接替来看，划给本矿开采煤层基本能满足矿井60kt/a生产能力的正常接替。由69、以上分析可以看出，从煤层开采顺序、井下回采工作面同时生产个数、采掘接替、巷道布置及其工程量大小、占用设备台数多少和保证矿井能安全、持续稳定生产等方面综合考虑，矿井设计生产能力为60Kt/a时具备井巷工程量少、投资省，井下同时生产工作面个数少，井下作业人员少，安全条件好，故设计推荐矿井生产能力为60Kt/a，矿井服务年限为6.8年。三、矿井及水平服务年限矿井及水平服务年限按下式计算T=6.8年式中：T矿井或水平服务年限，年；ZK矿井或水平可采储量，kt；K储量备用系数，K取1.3；A矿井设计服务年限，kt/a。经计算，矿井服务年限为 6.8年，服务年限基本符合规范要求。第三节井田开拓一、井口位置70、与井田开拓方式（一）矿井开拓现状原xx煤矿采用斜井开拓，利用主斜井安设提升绞车担负矿井煤炭、矸石、设备和材料提升任务，并在其中敷设有下井电缆、排水管线等，担负矿井主要进风任务，并兼做安全出口；利用行人斜井担负人员上下和部分进风任务；利用回风斜井担负回风任务，并兼做应急安全出口。矿井采用倾斜长壁采煤法，手镐落煤。目前扩建后矿区范围内+260m标高以上K4煤层和全区K5煤层已经开采完毕，仅余+260m标高以下部分K4煤层和矿区范围内东北角少量资源尚未进行开采。为保证矿井正常接替，矿方正积极筹建+240m水平大巷，目前+240m水平运输大巷基本已经部分形成，亟待合理规划。如何根据川办函200718号71、文的批复，合理开发和利用资源，保证矿井的正常接替已经刻不容缓。（二）井口及工业场地位置选择本矿为扩建矿井，矿井主井工业场地地面生产、生活设施基本已经形成，且大部分满足扩建为60kt/a井型需要。经研究商量一致认为，现有井口位置基本合理，基本能保证对井下资源进行安全合理开采，完全能满足矿井建设60kt/a生产能力的需要。由于受地表地质地形和井下煤层赋存状况限制，在保证对井下资源进行合理安全开采利用的前提条件下，本着节省投资和缩短建设工期的原则，根据我院工程技术人员和矿方工程技术人员现场踏勘意见，设计拟充分利用现有地面和井下已形成的生产生活设施，不再对井口及工业场地方案进行比较选择。（三）矿井开拓72、1、矿井开拓方案根据扩建后的矿井开拓现状，设计在充分利用现有地面生产系统和井下已有巷道的基础上，本着安全条件好、投资省、见效快、回收期短等原则，就矿井开拓提出两个方案。即方案（图2-3-1）：充分利用现有地面和井下设施，即采用斜井开拓暗斜井延伸。利用现有主斜井担负全矿煤炭运输、矸石、材料、设备运输和进风等任务；利用现有行人斜井担负全矿人员上下和进风任务；改造井田中部斜井为回风斜井，并兼做应急安全出口。对于剩余资源开采，则利用已经延伸的现有+320+275m主暗斜井和+275+240m主暗斜井开采。方案（图2-3-2）：井口方案仍利用现有各井口；对于剩余资源开采，尽量减少提升环节，将原各提升斜长73、较短的+320+275m主暗斜井继续下延至+240m，改原三级提升、三级排水为两级，减少系统环节。2、方案比较纵观上述两个方案，两个方案地面工程量和带区巷道工程量基本一致。方案相对于方案优点在于提升、排水环节少，运输畅通，提升、排水设备管理人员少，运营费用省；但具有需要新掘暗斜井和石门，新购置提升和排水设备等，投资较大，工期长等缺点，投资相对于方案大。同理，方案相对于方案的优点在于投资省，能完全利用现有提升、排水设备，无需掘进暗斜井和石门，井巷工程量少，投资省，工期短等优点；但在运营过程中提升、排水环节多，管理相对较复杂等缺点（方案经济比较见表2-3-2）。经过对两方案经济分析，方案初期投资省74、，但运营费用相对较高；方案初期投资高，而运营费用省；但综合两方案，方案总费用略低。而于本矿服务年限短（约6.8a），为减少初期投资和建设工期，设计推荐方案。表2-3-2 方案经济比较表 方 案内 容方案方案备 注一、主要工程量主暗斜井（长度/倾角）0190/25主运输石门（长度/倾角）0650/0小计0840比较0+840二、经济比较（一）基建井巷工程投资（万元）主暗斜井079.8主运输石门0208.0主要设备、器材及井筒装备0106.0小计0393.8比较0393.8（二）运营费用提升费用40.80按6.8年服务年限计人员管理费用81.60小计+122.40比较0-122.4综合费用比较0+75、271.43、方案确定综合上述方案比较，设计推荐方案，即采用斜井开拓多级暗斜井延伸。即利用原主斜井（斜长115m，倾角28o；坐标：X=3250067，Y=35374337，Z=+372.89，=305o）担负煤炭、矸石、材料、设备提升和进风等，并在其中敷设电缆、排水管线；利用原行人斜井（斜长71m，倾角25o；坐标：X=3249871，Y=35374409，Z=+380.00，=170o），担负矿井进风、行人等任务；改造井田中部斜井为回风斜井（斜长78m，倾角30o；坐标：X=3250785，Y=35374243，Z=+347.50，=350o）为回风斜井，担负全矿整个开采时期的回风，并兼做76、安全出口。对于深部开采，则利用已经延伸的现有+320+275m主暗斜井和+275+240m主暗斜井开采。二、水平划分根据矿井开拓部署，由于矿井目前各水平主干巷道已经形成，本设计本着开采技术合理、节省投资的原则出发，将矿井划分为一个水平，即+240m水平。三、开拓巷道布置根据矿井开拓现状，目前各井筒、运输石门和大巷均已形成，本设计予以利用，将+240m水平运输大巷和+242m回风大巷布置于K4煤层中，+255m回风大巷布置与夹岩（不可采煤层）中。四、带区划分及开采顺序根据煤层赋存条件及开采现状，剩余未采面积长约1.4km，宽约0.6km，以已形成的大巷为边界人为划分带区，设计拟将剩余部分划分为两77、个带区。带区内各对拉工作面间采用前进式由近向远开采，煤层间采用自上而下开采，即先采K5煤层，然后开采K4煤层；工作面为后退式开采，即从带区边界向大巷推进。五、通风根据本矿井的矿区范围、煤层赋存条件和矿井开拓布置，设计投产利用现有回风斜井担负全矿回风。矿井整个开采期间均只有一个风井回风，完全能解决矿井生产期间的通风、瓦斯问题，其风程较短，风阻较小，风流易于控制和调节、漏风量较少。整个通风系统较简单，风流稳定，便于管理，且贯通路线短，工期短，达产快。六、“三下”采煤根据对本矿地面建筑物、水体等调查分析，本矿开采范围内无重要地表建筑和水体，本矿开采不存在“三下”采煤。第四节井底车场及硐室一、井底车场78、型式该矿井为斜井开拓，设计生产能力60kt/a。各主石门和水平运输大巷采用机车牵引1t固定式矿车运输；平巷铺设15kg/m轨道担负煤炭、矸石、材料和设备提升。二、空、重车线长度，调车方式及井底车场通过能力矿井为斜井开拓，在各轨道斜井与运输大巷或石门连接处设下车场，下车场采用平车场布置，长度按1.5串车计，长度约30m；在轨道斜井上部设置上车场，上车场长度按1.5串车计，长度约30m。在各提升斜巷内每40m设一躲避硐室，硐室高2.0m，深1.0，采用砌碹支护。在各上部车场、下部车场均设有调度电话和通讯信号，并设置有摘挂钩硐室。三、井底车场硐室主斜井、各主暗斜井下车场主要硐室有：摘挂钩硐室、信号硐79、室、水仓、水泵房等。各主暗斜井上车场主要硐室有：绞车房、信号硐室等；各车场均采用锚杆或挂网锚喷支护，当围岩发生变化时，在保证安全和正常使用的前提条件下支护方式可根据实际情况调整。其中猪斜井井底车场+320m水仓长约10m，断面约10m2，容积约100m3，满足容纳+320m水平8h正常涌水量。+320m+275m主暗斜井井底+275m水仓长约8m，断面约10m2，容积约80m3，满足容纳+275m水平8h正常涌水量。+275m+240m主暗斜井井底+275m水仓长约6m，断面约10m2，容积约60m3，满足容纳+240m水平8h正常涌水量。第五节井 筒一、井筒数目及特征矿井开采共布置有三个井筒80、，即主斜井、行人斜井和回风斜井。各井筒装备及用途如下：（一）主斜井：系利用原xx煤矿主斜井，铺设22kg/m钢轨，单轨，担负矿井开采整个资源煤炭、矸石提升和材料、设备下放任务，并在其中敷设电缆和排水管线；担负矿井主要进风任务，兼做安全出口。（二）行人斜井：系利用原xx煤矿副井，担负矿井开采整个资源人员上下和部分进风等任务。（三）回风斜井：系改造原井田中部斜井而成，安设主要通风机，担负矿井整个开采时期回风，并兼做安全出口。井筒特征见表2-5-1。表2-5-1 井筒特征表 井筒名称项目主斜井行人斜井回风斜井井口坐标X（m）325006732498713250785Y（m）353743373537481、40935374245Z（m）+372.89+380.00+374.50（）305145350井筒长度（m）1157178井筒倾角（度）282530井筒断面净（m2）4.74.55.1掘（m2）6.76.46.8支护方式、材料喷砼或砌碹砌碹砌碹支护厚度（mm）20，35020，35020，350装备22kg/m，单轨主要通风机两台备 注原主井原行人井改造利用二、井壁结构形式、井筒施工方法根据实际调查，本矿目前各井筒已经形成，采用砌碹支护。第三章 大巷运输及设备第一节 运输方式的选择一、运输方式（一）原煤运输该矿为高瓦斯矿井，采用斜井开拓，扩建后的生产能力为60kt/a。矿井设置+275m运输石82、门、+240m水平运输大巷，担负原煤的运输任务。+275m 运输石门运距为530m、原煤运量为60kt/a，目前已有2台XK2.5-6/48-KB 防爆特殊型蓄电池机车运输，设计利用现有设备。+240m水平运输大巷运距为510m、原煤运量为60kt/a，目前已有2台CCG3.0/600型防爆柴油机车运输，设计利用现有设备。（二）辅助运输辅助运输包括矸石、材料、设备及行人的运输任务。该矿为高瓦斯矿井，+275m 运输石门利用现有的2台XK2.5-6/48-KB 防爆特殊型蓄电池机车运输。+240m水平运输大巷利用现有的2台CCG3.0/600型防爆柴油机车运输。二、运输大巷支护方式、坡度及钢轨型83、号1、矿井巷道断面及支护方式矿井主要运输大巷和石门主要采用喷浆或锚喷支护，局部料石砌碹。2、坡度矿井主要运输巷道和石门的轨道运输坡度，按千分之三的坡度计取。3、钢轨型号矿井主要运输平巷敷设15kg/m钢轨，600mm轨距，钢筋混凝土轨枕。第二节 矿 车一、矿车选型根据井下大巷布置、运输方式及煤矿装备标准化、系列化的要求，原煤、矸石的运载选用1t固定式矿车，井下支柱及一般设备运输选用1t平板车运输，材料选用1t材料车运输。矿车规格特征见表3-2-1。表3-2-1 矿车规格特征表矿 车类 型型 号载重量（t）轨距（mm）轴距（mm）外型尺寸（mm）自重（kg）名义最大长宽高1 t固定式矿车MG1.84、1-6A11.8600550200088011505921 t材料车MC1-6A12600550200088011504941 t平板车MP1-6A126005502000880410464二、矿车数量该矿为扩建矿井，扩建后生产能力为60kt/a，增加30kt/a，需要新增各类矿车的数量见表3-2-2。表3-2-2 矿井各类矿车的配备表矿车类型型 号单 位数 量备 注1t固定式矿车MGC1.1-6A辆30新增1t材料车MLC1-6A辆4新增1t平板车MPC1-6A辆3新增第三节 设备选型一、+275m运输石门（一）设计依据1、运量：原煤60kt/a，矸石率为15%；2、运距：530m；3、坡度85、：3；4、运输容器：MGC1.1-6A型固定式矿车；5、工作制度：330d/a，2班/d，8h/班。（二）设计选型1、运输机车目前+275m 运输石门已有2台XK2.5-6/48-KB 防爆特殊型蓄电池机车运输，设计对现有设备进行校核。2、机车牵引列车计算：（1）按电机车粘着重量：n1=2.5（240/20.9-1）/1.592=16.5辆（2）按牵引电动机的温升条件机车在等阻坡度上运行一次的往返时间：T=9min根据=0.30，列车组成计算：n2=（800/53.5 -2.5）/1.592=7.8辆3、按制动条件（1）机车制动减速度：b=（9.5/3.6）2/80=0.087m2/s（2）列86、车组成计算：n3=2.5（47.6-1）/1.592=73.2辆根据计算，XK2.5-6/48-KB防爆特殊型蓄电池机车一次可牵引7辆装煤矿车或4辆装矸矿车进行运输。4、温升验算（1）列车牵引力计算重车下坡牵引力：Fzh = (2.5+71.592)9.86=803N空车上坡牵引力：Fk = (2.5+70.592)9.814=912N（2）根据机车牵引电机台数查特性曲线得Iz=48A Vz=7.5km/h Ik=50A Vk=7.2km/h（3）列车运行时间重车运行时间：tz=42.4/7.5=5.7min空车运行时间：tk=42.4/7.2=5.9min列车循环时间：T=11.6+20=387、1.6min（4）均方根电流I=1.4（5.7482+5.9502）/31.6）1/2 =41.5A42AXK2.5-6/48-KB防爆特殊型蓄电池机车一次牵引7辆装煤矿车或4辆装矸矿车运行的均方根电流小于机车允许电流42A。5、制动距离校验（1）重车制动距离：L重=552.12/（31.1+6）=6.5m40m（2）空车制动距离：L空=552.02/（63.9+8）=3.1m40m6、机车运行台数：n=1.25105（0.20+0.42）/56=1.5台矿井需要配置3台XK2.5-6/48-KB防爆特殊型蓄电池机车，其中2台运行，1台备用。矿井利用现有的2台，还需增加1台作为备用。7、机车充88、电装置矿井在+275m运输石门内设置蓄电池充电硐室一个，其内装备3台CKK150/40-150dI型充电装置，其中2台运行，1台备用。二、+240m水平运输大巷（一）设计依据1、运量：原煤60kt/a，矸石率为15%；2、运距：510m；3、坡度：3；4、运输容器：MGC1.1-6A型固定式矿车；5、工作制度：330d/a，2班/d，8h/班。（二）设计选型1、运输机车目前+275m 运输石门已有2台CCG3.0/600 型防爆柴油机车运输，机车运行速度取二档（v=7km/h），功率为11kW，设计对现有设备进行校核。（二）机车牵引列车计算：1、按列车起动条件：n1=3（240/20.9 -189、）/1.592=19.6辆2、按列车制动条件：n2=3（38.2 -1）/1.592=70.1辆根据机车牵引吨位、运行速度、制动条件，取机车一次牵引12辆装煤矿车，或8辆装矸矿车。3、运行阻力计算（1）空车上坡牵引力：Fk= (3+120.592)1014 =1.42kN（2）重车下坡牵引力：Fzh= (3+121.592)106 =1.33kN当机车一次牵引12辆矿车在二档速度运行时，空、重车的运行阻力都小于机车的牵引力4.2kN。4、制动距离验算（1）空车制动距离：L空=551.952/58.5=3.6m40m（2）重车制动距离：L重=551.952/29.1=7.2m40m5、机车台数计90、算N=1.2510531.7/（60812）=0.8台+240m水平运输大巷利用现有的2台CCG3.0/600型防爆柴油机车，其中1台运行、1台备用，满足运输要求。三、运输安全1、机车配置废气净化装置、便携式甲烷检测仪，实时检测瓦斯浓度。2、机车司机及相关人员经过相关培训，持证上岗；机车司机在行使机车时，严格遵守相关规程、规定。3、机车前有照明，后有红灯；每年至少测定一次制动距离，并加强机车本身的检查、维护，发现问题及时解决，消除安全隐患。4、加强通风，减少废气、发热等污染。5、机车在二档速度运行时一次牵引装煤矿车12辆或装矸矿车8辆，实际运行中，检查机车的运量，控制行使速度，严禁机车超载或超91、速行使。第四章 带区布置及装备第一节 带区布置一、移交生产和达到设计生产能力时的带区数目、位置及工作面生产能力计算该矿井扩建后生产能力为60kt/a。根据矿井煤层赋存情况、开采技术条件和开采现状，矿井移交生产时，布置一个带区，一个对拉工作面达到60kt/a设计生产能力。根据煤层赋存情况，本着减少井巷工程量、节省投资、缩短工期和使矿井快出煤、早达产的原则，设计在煤层厚度较稳定、地质条件较简单、储量较丰富的一带区布置一个炮采工作面；详见矿井开拓方式平面图、带区巷道布置及机械设备配备平面图。矿井投产时，布置一个对拉回采工作面达到60kt/a设计生产能力。A= nLMlrC/1000=11600.3592、7921.40.97/1000=60.2kt式中：A工作面生产能力，kt；n 工作面个数；L 工作面长度，m； M 煤层平均厚度，m； l 工作面年推进长度，m ，l=abdc=3133080%=792m； 式中：a工作面工作班数，三班作业，自采自准，3班； b每班进尺，1.0m； d年工作天数，330d； c正规循环率，80%； R 煤层容重，t/m3； C 工作面回采率；考虑3的掘进出煤，矿井移交生产时的生产能力为： A=1.03A采=1.0360.2=62.0kt/a经计算，一个对拉工作面能够达到60kt/a的矿井设计生产能力。主要设计参数为：对拉采煤工作面平均长度约160m，回采工作面93、每天完成三个循环，每个循环1.0m，月进度72m，年推进度792m，正规循环率为80%，工作面产量60.2kt/a。掘进出煤按3%计，矿井年产量为62.0kt/a。二、开采顺序根据矿井开拓巷道布置及带区划分方式，在不破坏未开采地段资源和安全生产的条件下，设计应先开采资源量较丰富，煤层煤质条件较好，矿井有较好的经济价值的地段。故设计带区开采顺序为：先开采一带区上山资源、然后开采二带区下山资源。煤层开采顺序为先开采上部K5煤层，后开采下部K4煤层，带区内采用前进式开采，工作面采用后退式开采。设计在一带区先投产，布置一个对拉工作面回采；由于一采区内K5煤层实际已采空，故投产工作面布置在K4煤层中，带94、区内工作面采用后退式开采。三、带区尺寸及巷道布置根据地质条件和矿井开采实际情况，带区倾斜宽200250m，走向长度300700m，详见矿井开拓方式平面图、带区巷道布置及机械设备配备平面图。根据本矿煤层赋存情况，并结合该矿的生产经验，设计将运输大巷布置在K4煤层中，回风大巷布置于夹岩煤层中；将工作面运输巷和工作面回风巷均布置在煤层中，工作面运输巷担负回采工作面煤炭运输、行人及设备运输等任务；工作面回风巷担负回采工作面材料运输和回风任务，并兼做安全出口。带区布置详见带区巷道布置及机械设备配置平面图。四、带区车场、装车点及硐室1、在带区溜煤眼下出口的水平运输大巷内设有装车场，满足1.5列车的长度。295、工作面回风巷和工作面运输巷与运输大巷连接处设材料车场，车场形式为平车场，车场有效长度均为25m。3、在运输大巷与工作面运输巷之间设溜煤眼，溜煤眼形式为直立式，钢筋混凝土结构。溜煤眼高度8m，溜煤眼断面定为圆形，净直径为4.0m，容量100t，满足设计规范要求。溜煤眼设如下防堵措施：（1）煤仓上口设铁篦子，不仅可防止大块煤、矸、木材进入煤仓，而且可以防止人员坠落。（2）煤仓结构设施方面，可采用双曲线煤仓，在煤仓旁开掘平行眼，中部设横贯，作为检查和处理堵塞用。（3）处理煤仓堵塞，不得用明炮、糊炮炮崩堵塞。（4）处理煤仓堵塞前必须检测瓦斯、煤尘等在确认不危及操作人员及周围人员安全时，方可处理，以防96、发生瓦斯、煤尘爆炸或中毒事故。（5）处理煤仓堵塞的方法可用压风管吹压风，高压水从下口往上口冲刷堵塞物或漏斗收缩处设置空气炮等防堵措施。但要防止煤、矸、水突然冲下淤塞巷道造成淹人埋人的事故。（6）从煤仓上方处理堵塞时有关人员要系好安全带。4、+240m中央变电所兼做带区变电所，设在+240m运输石门与+255m回风石门之间，独立通风。硐室设计形式为巷旁硐室，长度25m，采用半圆拱断面形式，巷道净宽3.6m、净高2.8m，锚喷支护，厚度100mm，巷道净断面8.7m2，掘进断面11.1m2 。五、带区煤、矸、辅助运输及设备选择与带区通风和排水（一）煤炭运输工作面落煤经刮板运输机运到工作面运输巷，由97、于工作面运输巷长度较短，故工作面运输巷煤炭采用刮板运输机转载运至溜煤眼，在溜煤眼的下出口+240m水平运输大巷装入矿车。然后由机车牵引经+240m水平运输大巷至+240m水平运输石门，由绞车提升至+275m运输石门，由机车牵引至集中轨道下山井底车场，再由绞车提升至主斜井井底车场，最后由主斜井绞车提升至地面。（二）矸石运输掘进工作面矸石装车后，斜巷矸石经调度绞车下放到水平运输大巷，平巷矸石直接存放在水平运输大巷，均由机车牵引经+240m水平运输大巷至+240m水平运输石门，由绞车提升至+275m运输石门，由机车牵引至+320+275m主暗斜井井底车场，再由绞车提升至主斜井井底车场，最后由主斜井绞98、车提升至地面。（三）辅助运输各采掘工作面所需材料和设备先由主斜井绞车下放至主斜井井底车场，再由绞车经+320+275m主暗斜井下放至+275m井底车场，由机车牵引经+275m运输石门后由绞车下放至+240m运输石门，由机车牵引至各材料车场，最后经工作面回风斜巷和运输斜巷运到需要点。（四）带区通风回采工作面和掘进工作面均为独立通风，采用“W”型通风方式。该矿为高瓦斯矿井，在生产中要注意监测瓦斯浓度，严格将瓦斯浓度控制在允许范围内。（五）带区排水带区内各水平巷道均布置有35坡度的水沟，带区涌水和消防水流到+240m水平运输大巷，然后自流至井底水仓，由水泵排出地面。第二节 采煤方法一、采煤方法选择批99、准矿区范围为一平缓单斜构造，总体倾向北东，倾角35，未见明显的断层构造，构造属简单类型。该矿属高瓦斯矿井，煤尘无爆炸危险倾向性，煤层自燃发火倾向性为不易自燃。矿井所采煤层共两层，均为极薄煤层，倾角平均为4，K5纯煤厚度最大0.44m，最小0.32m，平均0.35m，厚度稳定。K4煤层纯煤厚度最大0.42m，最小0.31m，平均0.34m，厚度较稳定。根据该矿煤层开采技术条件，设计确定采用倾斜长壁采煤法。二、工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型设计根据矿井开采煤层赋存条件、开采技术水平、煤层顶底板岩性以及该地区在开采同类煤层工作面装备情况，工作面选用MJLB-30型截煤机掏槽，MSZ-1.2型湿100、式煤电钻打眼、放炮落煤。工作面配备SGWD-20T型刮板输送机运输，工作面煤炭经刮板输送机运至工作面出口后，由SGWD-40T型刮板输送机运至溜煤眼，经溜煤眼下放到+240m水平运输大巷，由机车运至+240m水平运输石门，由绞车提升至+275m运输石门，由机车牵引至+275m井底车场，再由绞车提升至主斜井井底车场，最后由主斜井绞车提升至地面。三、工作面支护与顶板管理方式（一）工作面顶板管理方式根据煤层及顶、底板情况，工作面采用局部充填法管理顶板。（二）回采工作面支护选择1、煤层顶底板慨况K5煤层顶板一般为深灰色砂质粘土岩，粘土岩，与煤层明显接触，厚12m，其上为灰色砂质粘土岩，粉砂岩；底板为深101、灰色炭质粘土岩。K4煤层顶、底板岩性一般为粘土岩，顶板间有炭质粘土岩或煤线，煤层与顶板粘土岩多呈突变接触。2、回采工作面支护选择该矿井开采近水平煤层，设计采用倾斜长壁采煤法。工作面采高0.8m，根据工作面采高情况，设计工作面采用DZ08-30/100单体液压支柱配HDJA-1000金属铰接顶梁支护顶板。单体液压支柱最大支撑高度800mm，最小支撑高度578mm，额定工作阻力300kN，选用RBZ-80/200型乳化液泵。3、工作面支柱支护密度估算工作面支柱支护密度估算（1）支护强度计算支护强度:P（68）9.81M 69.810.82.5=118kN/m2式中：P支护强度，kN/m2；M为平均102、采高，0.8m；为顶板容重，取2.5t/m3；66倍取值。（2）工作面支柱支护密度估算根据以上计算，采煤工作面支护强度为118kN/m2。所选单体液压支柱工作阻力均为300kN/根，工作面支柱布置方式为单体支柱，支柱承载不均匀系数取0.7，支柱实际承载能力P按下式计算：P=3000.7=210kN/根工作面支护密度=0.56根/m2式中： 支柱密度，根/m2；W支护强度，kN/m2；P支柱实际承载能力，kN/根；确定柱排距根据工作面推进度取排距1.0m；据此确定柱距。R =1/L=1/（1.00.56）=1.78m式中：R柱距，m；L排距，m；根据计算并结合矿山实际情况，确定工作面支护柱排1.103、0m，柱距1.0 m，采用四五排控顶。在今后开采过程中，要根据采区实际矿压观测资料，适当调整柱、排距。工作面采用局部充填法管理顶板。四、采煤工作面循环数、月进度、年进度及工作面长度回采工作面，采用“三八制作业”，自采自准，每天完成3个循环，每个循环进尺1.0m，正规循环率80%，月进度72m，年推进度792m，工作面长160m。五、带区及工作面回采率该矿开采煤层均属极薄煤层，根据设计规范规定，取带区回采率为85%，工作面回采率97%。六、生产时主要材料消耗指标雷管： 120发/kt；炸药： 100kg/kt；木材： 1.0m3/kt；钢材： 1.0t/kt。第三节 巷道掘进一、巷道断面和支护形104、式巷道断面根据各巷道围岩性质、服务年限、运输、行人、通风等因素综合考虑确定。本矿井主要巷道为半圆拱形，采用喷混凝土或喷浆方式支护；工作面回风巷以及工作面运输巷等为梯形，采用金属支架支护。详见巷道断面图册C1745-122-1。二、巷道掘进进度指标根据规范及该矿实际情况，确定巷道掘进进度指标如下：岩石平巷： 70m/月；岩石斜巷： 50m/月；半煤巷道： 100m/月。三、掘进工作面个数、掘进机械设备配备矿井投产时，移交一个带区，1个对拉采煤工作面，2个掘进工作面。掘进工作面各配备2台ZY-24型气腿凿岩机，2台FBD-5/25.5型局部通风机和两辆矿车；配1台MYZ-100型探水钻，1台TBW105、50/15型泥浆泵。详见带区巷道布置及机械设备配备平面图。四、采掘比例关系和矸石率预计矿井达产时，共布置1个对拉回采工作面回采，2个掘进工作面掘进，采掘比为1：2。预计矿井掘进出矸率为15%。五、井巷工程量和移交生产时的三个煤量矿井移交生产时井巷工程量2582m，掘进体积17870m3。其中岩巷1387m，占总工程量的54%，半煤岩巷1035m，占总工程量的40%，煤巷160m，占总工程量的6%。井巷工程量汇总见表3-3-1，三个煤量见表3-3-2。表3-3-1 井巷工程量汇总表顺序单位工程名称长度(m)倾角（o）断面形状支护方式净断面（m2）掘进断面（m2）体积（m3）一井筒1+275+24106、0m主暗斜井13915半圆拱砌碹4.76.79322回风上山11930半圆拱砌碹5.16.88093引风道300半圆拱砌碹5.16.82044安全出口200半圆拱砌碹3.65.0100小计2382045二井底车场及硐室1+240m井底车场300半圆拱砌碹9.312.73812+240m水泵房及变电所400半圆拱砌碹6.28.23283水仓100半圆拱砌碹5.05.8584机车充电检修硐室250半圆拱砌碹6.28.2205小计105972三主要运输巷及回风巷1+240m运输石门600半圆拱砌碹6.28.55102回风石门1450半圆拱砌碹6.28.011603+240m水平运输大巷3600半圆拱107、砌碹6.28.530604+242m回风大巷4890半圆拱砌碹5.16.83325小计10548055四带区1通风斜巷6025半圆拱砌碹5.16.84082材料斜巷10525半圆拱砌碹6.28.58933工作面运输巷2304梯形金属5.26.314494工作面回风巷4804梯形金属4.55.827845工作面开切眼1600矩形单体2.82.84486溜煤眼3090圆形钢筋砼12.616.75017其它500半圆拱砌碹5.26.3315小计11156798合计251217870表3-3-2 三个煤量及其可采期煤量及可采期开拓煤量准备煤量回采煤量煤量（kt）1798551.2可采期（a）2.31.108、18个月第五章 矿井通风第一节 概 况一、瓦斯1、瓦斯等级鉴定情况根据乐山市经济委员会文件关于xx区2008年度煤矿瓦斯等级鉴定结果的批复（乐市经【2008】393号），xx煤矿矿井相对瓦斯涌出量为23.96m3/t；绝对瓦斯涌出量为1.67m3/min，鉴定结论为高瓦斯矿井。2、矿井瓦斯涌出量预测由于矿井瓦斯含量、瓦斯含量梯度、煤层透气性等具体参数不详，根据矿井近几年开采情况，采用矿山统计法对矿井瓦斯涌出量进行预测。矿井瓦斯涌出梯度a为：a=12.3 m/（m3t-1)式中：相对瓦斯涌出量随开采深度的变化梯度，m/（m3t-1)。2008年度平均开采深度；290m。 2008年度矿井相对瓦斯109、涌出量，23.96m3/t；H0瓦斯风化带深度，根据矿井提供资料取20m。q1=+2=+2=25.58m3/tq2=+2=+2=28.83m3/t式中：q矿井相对瓦斯涌出量；m3/t。 H开采深度；初期开采+240m水平一带区时，平均开采深度310m；后期开采+240m水平五带区区时，平均开采深度为350m。H0瓦斯风化带深度，20m；相对瓦斯涌出量随开采深度的变化梯度，12.3m/（m3t-1)。经计算，矿井初期开采+240m水平一带区时矿井相对瓦斯涌出量为25.58m3t，按年产60kt/a计算，绝对瓦斯涌出量为3.23m3min；矿井后期开采+240m水平五带区时矿井相对瓦斯涌出量为28110、.83 m3t，绝对瓦斯涌出量为3.65 m3min。由于矿井瓦斯含量、瓦斯含量梯度、煤层透气性等具体参数不详，本次设计是采用矿山统计法进行预测的，只对矿井矿井通风容易和通风困难时期瓦斯涌出量进行预测, 经预计，矿井为高瓦斯矿井，按高瓦斯矿井设计。矿井在建设和生产期间要加强对瓦斯参数测定和瓦斯等级鉴定工作，收集整理和分析通风瓦斯参数，根据矿井瓦斯实际情况和鉴定结论制定相应的防治措施。由于矿井基础资料不是很完整，预测结果可能有误差，因此，矿井投产后要及时进行瓦斯等级鉴定，以便采取相应措施；矿井在生产过程中，应加强对瓦斯数据的收集和对矿井瓦斯参数的测定，合理调整通风参数和制定相应的安全管理措施，确111、保矿井安全生产。二、煤尘爆炸性根据xx产品质量监督检验站2009年3月提交的检测报告，该矿所开采的K4煤层无煤尘爆炸危险性。但根据该矿提交的2008年度xx区2008年度煤矿瓦斯等级鉴定结果表提供鉴定结果，煤尘有爆炸危险。三、煤的自燃倾向性根据xx产品质量监督检验站2009年3月鉴定结果，该矿所开采的K4自燃倾向性等级为级，属不易自燃煤层。四、地温根据该矿井和邻近矿井开采实践，区内无地温异常，属地温正常矿井。五、冲击地压根据该矿井和邻近矿井开采实践，目前尚未发现冲击地压威胁区域。第二节 矿井通风一、通风现状矿井现采用分列抽出式通风，掘进工作面采用局部通风机压入式通风。根据对现有井巷调查分析，井112、下各井筒、大巷均采用砌碹支护，维护良好，均留设有一定保护煤柱，漏风现象相对较小。但局部地段巷道断面压力较大，变形严重，且出现垮塌，需要维修。总体来讲，矿井现通风系统管理良好，但等级孔偏小，需要对主运输大巷等断面进行刷大，并对部分通风构筑物进行调整和完善。二、通风方法和通风系统矿井采用分列式通风方式，掘进工作面采用局部通风机压入式通风。矿井主要通风机工作方法为抽出式，采煤工作面采用“W”型通风，利用矿井全风压通风，掘进工作面采用局部通风机压入式通风。三、风井数目、位置、服务范围及服务时间矿井初期有3个井筒，即：主斜井、行人斜井、回风斜井，回风斜井井口坐标为：X=3250785，Y=3537424113、5，Z=+374.50，服务于全矿井，服务年限约为6.8年。四、矿井风量、负压及等积孔矿井风量计算方法依据煤矿安全规程和采矿工程设计手册，矿井开拓方式平面图及带区巷道布置图，按投产初期（一带区生产）和生产后期（二带区生产），1个对拉炮采工作面，2个掘进工作面，生产能力60kt/a计算矿井风量、负压。（一）矿井总需风量计算1、按整体法计算按井下同时工作的最多人数需要风量计算Q=4NK式中：N井下同时工作的最多人数，人； 4每人每分钟供风标准，m3/min.人； K矿井通风系数，包括矿井内部漏风和分配不均匀因素，取1.20。Q=4651.20 =312m3/min =5.2m3/s2、按采煤、掘进114、硐室及其它地点实际需要风量进行计算Q=（Q采+Q掘+Q硐+Q它）K式中：Q采、Q掘、Q硐、Q它分别为采煤工作面、掘进工作面、独立通风硐室及其它行人、维修巷道所需风量的总和，m3/ min；K矿井通风系数，包括矿井内部漏风和分配不均匀因素，取1.2。（1）采煤工作面需风量计算按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算Q采=100q采Kc式中：Q采采煤工作面需风量，m3/min；q采采煤工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min，根据矿井瓦斯实测情况，预计单个采煤工作面绝对瓦斯涌出量为1.02m3/min。Kc 工作面瓦斯涌出不均衡系数，炮采取2.0；经计算，单个采煤工作面Q采为204m3/min，一个对拉工作面配115、风为Q采为408m3/min。按炸药使用量计算Q采=25 Ac式中：Ac单个采煤工作面一次使用最大炸药量，取4.0；经计算，单个采煤工作面Q采为100m3/min，一个对拉工作面配风为Q采为200m3/min。按工作人员数量计算Q采=4 nc式中：4每人每分钟供风标准，m3/min.人；nc采煤工作面同时工作的最多人数，单个采煤工作面取12人。经计算，单采煤工作面Q采为48m3/min，一个对拉工作面配风为Q采为96m3/min。按工作面温度计算Q采=60VcScKi式中：Vc回采工作面适宜风速，取1.4m/s；Sc回采工作面平均有效断面，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算，取2.8m2。K116、i 工作面长度系数，工作面长度为80m，取0.9。经计算，单个采煤工作面初期Q采为212m3/min，一个对拉工作面配风为Q采为424m3/min。按风速验算 15ScQ采240Sc式中，Sc回采工作面平均有效断面，取2.8m2，经验算，所配风量符合要求。采煤工作面取以上计算风量的最大值，一个对拉采煤工作面Q采为424m3/min。由于正常生产接替需要一个接替工作面，该工作面风量按212 m3/min配风。（2）掘进工作面需风量计算按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算Q采=100q掘kd 式中：Q掘掘进工作面供风量，m3/min；q掘掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，m3/min，根据矿井实测情况，预计117、掘进工作面绝对瓦斯涌出量为0.53m3/min。kd 掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，取2.0；经计算，掘进工作面Q掘为106m3/min。按炸药使用量计算Q掘=25 Aj式中：Aj掘进工作面一次使用最大炸药量，取4.5；经计算，每个掘进工作面Q掘为112.5m3/min。按局部通风机吸风量计算Q掘=QfIkf式中，Qf掘进工作面局部通风机额定风量，掘进工作面局部通风机型号为FBD5.0/25.5，其吸风量取150 m3/min； I掘进工作面同时运转的局部通风机台数，取1台； kf风量备用系数，1.43。经计算，掘进工作面Q掘为215m3/min。按工作人员数量计算Q掘=4 nj式中：4每人每118、分钟供风标准，m3/min.人；nj掘进工作面同时工作的最多人数，取6人。经计算，掘进工作面Q掘为24 m3/min。按风速验算 15SjQ掘240Sj 式中，Sj掘进工作面巷道过风断面，取6.0m2掘进工作面取以上计算风量的最大值，掘进工作面Q掘为215m3/min，经验算，所配风量符合要求。（3）硐室配风量计算矿井初期+240m水泵房及变电所（兼带区变电所）独立通风；后期+240m水泵房及变电所独立通风；变电所配风量按照电器设备的发热量进行计算：Q硐式中：Q硐带区变电所供风量, m3/min；3600热功当量，1Kwh=3600kJ；W变电所中电器总功率按照最大取550Kw计算； 机电硐室119、发热系数，取0.02；空气密度，取1.2/ m3；Cp空气的定压气热，取1.000 kJ/K；t硐室进回风温差，本矿变电所进回风温按照5计算。经计算，矿井变电所配风量Q硐为110m3/min。（4）柴油机车需风量按单位功率的需风量指标计算：Q柴q0N式中：q0单位功率的供风指标，取5.4 m3/min；N各种柴油设备总功率，+270m石门使用1台CCG3.0/600型3t防爆柴油机其功率为11Kw。Q柴15.41159.4柴油机车需风量为60 m3/min。（4）其它维修、行人巷道配风量矿井初期独立通风的维修、行人巷道配风Q它为220 m3/min；后期配风Q它为320 m3/min。矿井初期120、容易时期总需风量为：Q1=（42412152+212+110+60+220）1.2=1747.2m3/min =29.12m3/s 取30.0m3/s矿井后期、困难时期总需风量为：Q2=（42412152+212+110+60320）1.2=1867.2m3/min =31.12m3/s 取32.0m3/s根据煤矿安全规程规定，矿井总进风量应选以上风量计算方法中的最大值，因此，矿井初期总需风量为30.0m3/s，矿井后期总需风量为32.0m3/s。（二）矿井风量分配 初期：采煤工作面：25.0=10.0 m3/s掘进工作面：24.0=8.0 m3/s 硐室配风：3.0其他行人通风巷道：9.0121、 m3/s合计：30.0 m3/s后期：采煤工作面：25.0=10.0 m3/s掘进工作面：24.0=8.0 m3/s 硐室配风：3.0其他行人通风巷道：11.0 m3/s合计：32.0 m3/s（三）矿井通风总阻力估算按矿井通风最长路线估算矿井通风总阻力，通风摩擦阻力计算公式如下：h=式中：h通风摩擦阻力，Pa； 井巷摩擦阻力系数，N.S2/m4 L 井巷长度，m； P 井巷净断面周长，m； Q 通风井巷的风量，m3/s； S 井巷净断面面积，m2；通风局部阻力取同时期摩擦阻力的15。经计算，通风初期阻力为313Pa(详见表5-2-1)，风量为30.0m3/s；通风后期阻力为621Pa(详见122、表5-2-2)，风量为32.0m3/s。矿井进回风井口高差最大为5.5m，小于150m，井深最大为170m，小于400m，自然风压忽略。表5-2-1 乐山市xxxx镇xx煤矿初期通风阻力计算表序号巷道名称断面形状支护方式阻力系数净周长巷道长净断面风量风阻风速负压P（m）L（m）S（)Q（m3)R（k）V（m/s)1主斜井及井底车场半圆拱砌碹0.0045 8.21504.714.0 0.0533 3.010.5 2+320+275m主暗斜井半圆拱砌碹0.0045 8.2 2064.7 16.0 0.0732 3.4 18.7 3+275m运输石门半圆拱砌碹0.0045 8.2 5354.7 16123、.0 0.1902 3.4 48.7 4+275+240m主暗斜井及车场半圆拱砌碹0.0045 8.2 1794.7 15.0 0.0636 3.2 14.3 5运输石门半圆拱砌碹0.0045 9.0 505.1 12.0 0.0153 2.4 2.2 6+240m水平运输大巷半圆拱砌碹0.0045 9.4446.25.0 0.0078 0.8 0.2 7+240m水平运输大巷半圆拱砌碹0.0045 9.41826.220.0 0.0323 3.2 12.9 8通风斜巷半圆拱砌碹0.0045 8.2 704.7 10.0 0.0249 2.1 2.5 9310401工作面运输巷梯形金属支架0.124、0220 9.2 2475.210.0 0.3556 1.9 35.6 10310401工作面矩形单体支柱0.0350 8.5802.85.0 1.0842 1.8 27.1 11310401工作面西回风巷梯形金属支架0.0220 9.2 2205.25.0 0.3167 1.0 7.9 12+242m回风大巷半圆拱砌碹0.0045 9.4 1605.6 14.0 0.0385 2.5 7.6 13+242m回风大巷半圆拱砌碹0.0045 9.4 765.6 20.0 0.0183 3.6 7.3 14回风斜巷半圆拱砌碹0.0045 9.4 2015.6 30.0 0.0484 5.4 43.125、6 15总回风巷半圆拱砌碹0.0045 9.4 505.6 30.0 0.0120 5.4 10.8 16回风斜井半圆拱砌碹0.0045 9.4 785.6 30.0 0.0188 5.4 16.9 17引风道半圆拱砌碹0.0035 9.4 305.6 30.0 0.0056 5.4 5.1 18小计271.8 19加15%局部阻力40.8 20合计313 表5-2-2 乐山市xxxx镇xx煤矿后期通风阻力计算表序号巷道名称断面形状支护方式阻力系数净周长巷道长净断面风量风阻风速负压P（m）L（m）S（)Q（m3)R（k）V（m/s)1主斜井及井底车场半圆拱砌碹0.0045 8.21504.71126、7.0 0.0533 3.6 15.4 2+320+275m主暗斜井半圆拱砌碹0.0045 8.2 2064.7 19.0 0.0732 4.0 26.4 3+275m运输石门半圆拱砌碹0.0045 8.2 5354.7 19.0 0.1902 4.0 68.6 4+275+240m主暗斜井及车场半圆拱砌碹0.0045 8.2 1794.7 17.0 0.0636 3.6 18.4 5运输石门半圆拱砌碹0.0045 9.0 505.1 14.0 0.0153 2.8 3.06+240m水平运输大巷半圆拱砌碹0.0045 9.4486.214.0 0.0085 2.3 1.7 7+240m水平运127、输大巷半圆拱砌碹0.0045 9.46356.229.0 0.1127 4.7 94.8 8通风斜巷半圆拱砌碹0.0045 9.4356.212.0 0.0062 1.9 0.9 9360407工作面运输巷梯形金属支架0.0220 9.2 3855.210.0 0.5542 1.9 55.4 10360407工作面矩形单体支柱0.0350 8.5802.85.0 1.0842 1.8 27.1 11360407作面西回风巷梯形金属支架0.0220 9.2 3755.28.0 0.5398 1.5 34.6 12+242m回风大巷半圆拱砌碹0.0045 9.4 855.6 22.0 0.0205128、 3.9 9.9 13+242m回风大巷半圆拱砌碹0.0045 9.4 855.6 24.0 0.0205 4.3 11.8 14+242m回风大巷半圆拱砌碹0.0045 9.4 4205.6 29.0 0.1012 5.2 85.1 15回风斜巷半圆拱砌碹0.0045 9.4 2015.6 32.0 0.0484 5.7 49.6 16总回风巷半圆拱砌碹0.0045 9.4 505.6 32.0 0.0120 5.7 12.3 17回风斜井半圆拱砌碹0.0045 9.4 785.6 32.0 0.0188 5.7 19.2 18引风道半圆拱砌碹0.0035 9.4 305.6 32.0 0.129、0056 5.7 5.8 19小计540.020加15%局部阻力81.021合计621 3、矿井通风风阻通风初期： R初= h初 Q2=313302=0.3478 NS2 / m8通风后期： R后= h后 Q2= 621322=0.6064 NS2 / m8(四)矿井等积孔A=式中：A 等积孔，m2；Q矿井总风量，m3/s；h矿井负压Pa。1、通风初期A1=2.02m22、通风后期A2=1.53m2经计算，该矿井通风初期难易程度为容易通风、后期通风难易程度均属中等阻力。五、通风设施、防止漏风和降低风阻的措施（一）通风设施为保证矿井风流按拟定的路线流动，设计在有关巷道中设置了通风设施及通风构筑物130、：1、为使风流按拟定路线流动，控制各用风地点的风量，在井下的有关巷道中设置了风门、调节风门、密闭墙等通风构筑物。2、当进风井筒、进风巷道及井下主要地点发生火灾，为避免火灾事故的扩大需要反风时，通过主要通风机的反风道实现反风。3、在回风斜井安全出口内设置联锁的两道正向及两道反向风门，以免风流短路。4、在回风斜井井口安装两台主要通风机，风机不能正对回风斜井安装，必须开凿风硐与风机相连。5、进、回风井之间和主要进、回风巷之间的每个联络巷中，必须砌筑永久性风墙；需要使用的联络巷，必须安设2道联锁的正向风门和2道反向风门，以免风流短路。6、废弃巷道及时进行永久密闭，暂不利用巷道进行暂时密闭。7、在主斜井131、行人斜井、回风斜井、主要运输大巷、回风大巷、回风石门、各采煤工作面进、回风巷等处建立测风站，以便准确测定风量、风速等参数。井下通风设施及构筑物布置详见矿井通风系统图。（二）防止漏风措施1、巷道掘进时应加强通风管理。风筒力求吊挂平直，局部通风机应垫高（或悬挂）保持与风筒成一直线；注意不断改进柔性风筒的接头方法以减少漏风，必须保证掘进工作面有足够的风量。2、生产中应不断总结经验，采取行之有效的措施，把采空区漏风减少到最低程度。3、提高通风构筑物的质量，加强通风构筑物的严密性是防止矿井漏风的基本措施。风门、调节风、密闭等通风构筑物，均设在围岩坚固、地压稳定的地点，尽量避免引起采空区或附近煤柱裂隙漏132、风量的增加。4、采过的带区和工作面应及时封闭，以尽量避免采空区或附近煤柱裂隙漏风量增加。5、降低用风地点的风阻，以减少其邻近漏风通路的漏风量。6、随时检查、测试风硐的密封性，控制矿井外部漏风。7、加强通风管理，设置专人负责日常通风构筑物的检查与维修，防止风流短路现象的发生。在主要风流的分支或汇合地点、各用风地点的进出风侧均设测风站，测出风量、风速等参数，从而得到主要漏风地点、漏风区段的漏风量数据，有针对性地进行处理。8、随着工作面的推进，采空区及废弃巷道应及时密闭，并确保密闭质量，尽可能减少漏风。9、降低用风地点的风阻，使漏风风压减少，能降低并联漏风风路的漏风量。10、对废弃巷道和采空区要提高133、密闭质量，做到严密不漏风，密闭墙体厚度不小于0.5m，外抹灰浆，墙面平整，无裂缝、重缝和空缝。密闭内有水的要设反水池与反水管。（三）降低风阻措施1、要维护好主斜井、行人斜井、运输大巷、运输石门、轨道上山、回风大巷、回风上山、回风石门、回风斜巷、回风斜井等主要巷道，适当增加巷道断面积，以降低通风风阻，提高通风等积孔。2、矿井要采用正规的采掘作业顺序和回采工艺，缩短通风路线，降低通风风阻。3、巷道的周壁应尽可能光滑，金属支架支护的巷道要刹帮背顶且架设整齐。4、扩大巷道断面是降低摩擦阻力的主要措施，会使摩擦阻力显著地减少。5、进入风硐的转弯处，除做成圆滑的壁面外，还应设置导风板。6、在井巷施工中，采134、用光面爆破，减少表面粗糙度，以降低摩擦风阻。料石砌碹、锚喷巷道巷道周壁要尽可能光滑；金属支架支护的巷道要刹帮背顶，架设整齐。以达到降低巷道周壁的风阻，确保风流稳定。7、清除巷道中的杂物或障碍，尽量避免在主要巷道中停放矿车、堆放木材、器财及其它杂物，降低巷道中的风阻，确保风流畅通。8、巷道断面不宜过小，大小应尽量保持相对稳定，避免忽大忽小；巷道转弯处应呈弧形或斜线形，避免直角转弯，以减少局部阻力；进入风硐的转弯处壁面应圆滑，并设置导风板，以达到降低风阻的目的。10、风筒应悬挂平直，拐弯半径尽可能加大。11、尽可能使矿井的总进风早分开，使矿井的总回风晚汇合。第三节 瓦斯抽采一、瓦斯来源分析根据乐山135、市经济委员会文件关于xx区2008年度煤矿瓦斯等级鉴定结果的批复（乐市经【2008】393号），xx煤矿矿井相对瓦斯涌出量为23.96m3/t；绝对瓦斯涌出量为1.67m3/min，鉴定结论为高瓦斯矿井。采用矿山统计法预测，矿井初期开采+240m水平一带区时相对瓦斯涌出量为25.58m3/t，按年产60kt/a计算，绝对瓦斯涌出量为3.23m3/min；矿井后期开采+240m水平五带区时相对瓦斯涌出量为28.83 m3/t，绝对瓦斯涌出量为3.65 m3/min。根据该井田的煤层分布和矿井的采掘方式、采掘部署、通风方式，对各区域、各采面瓦斯涌出情况分析，在开采过程中，本煤层、邻近层和围岩瓦斯涌136、出是采掘工作面瓦斯超限的主要因素。因此，释放本煤层、邻近层和围岩瓦斯压力，减少向采掘工作面的瓦斯涌出量，防止瓦斯超限，是该矿井瓦斯抽放工作的目的。二、瓦斯抽放的基本条件 根据四川省安全生产监督管理局、四川煤矿安全监察局川安监2006404号四川省煤矿瓦斯抽采技术暂行规定第中2、矿井绝对瓦斯涌出量40m3/min或矿井相对瓦斯涌出量10m3/t的，应建立瓦斯抽放系统，开展瓦斯抽放工作。经预测，矿井初期开采+240m水平一带区时相对瓦斯涌出量为25.58m3/t，矿井后期开采+240m水平五带区时相对瓦斯涌出量为28.83 m3/t，矿井初期、后期相对瓦斯涌出量均大于10 m3/t，因此矿井应建立137、瓦斯抽采系统。三、选择抽放瓦斯方法与工艺（一）矿井瓦斯来源分析由于大量瓦斯赋存于煤层之中，造成煤层原始瓦斯压力高，随采掘活动的进行释放到井巷中；加上采动影响导致邻近层和围岩瓦斯采空区瓦斯涌出是矿井瓦斯的主要来源。因此，释放本煤层和邻近层瓦斯压力，减少向采掘工作面及井巷的瓦斯涌出量，以及预防通风、瓦斯事故是本矿瓦斯抽放工作的主要目的。（一）瓦斯抽放方案的选择矿井地面集中抽放系统，是解决井下风流中瓦斯浓度高的有效措施。它是在地面设置抽放泵房，由抽放泵房到井下，敷设主管、干管、分管（或支管）至钻场钻孔，并设置相应附属设施所组成的专用管道系统，将采、掘工作面、采空区等地的瓦斯抽排至地面。该矿井为高瓦斯138、矿井，经预测，矿井后期开采+240m水平下山带区时相对瓦斯涌出量为28.83m3/t，为降低矿井通风负担，因此选择在地面建设固定抽放站，建立地面集中抽放系统。由于某些抽放基本参数尚难确定，需要在生产中逐步总结，瓦斯利用另外做专项设计。矿井地面集中抽放系统，是解决井下风流中瓦斯浓度高的有效措施。它是在地面设置抽放泵房，由抽放泵房到井下，敷设主管、干管、分管（或支管）至钻场钻孔，并设置相应附属设施所组成的专用管道系统，将采、掘工作面、采空区等地的瓦斯抽排至地面。其特点是能较有效地抽出部分或大部分煤层解吸瓦斯，减轻矿井通风负担。（二）瓦斯抽放方法的选择原则选择矿井瓦斯抽放方法应根据矿井煤层赋存条件、139、瓦斯基础参数、瓦斯来源、巷道布置、抽放瓦斯目的及利用要求等因素确定，并遵循以下原则：1、选择的抽放瓦斯方法应适合煤层赋存状况、巷道布置、地质条件和开采技术条件。2、应根据矿井瓦斯涌出来源及涌出量构成分析，有针对性地选择抽放瓦斯方法，以提高瓦斯抽放效果。3、巷道布置在满足瓦斯抽放的前提下，应尽可能利用生产巷道，以减少抽放工程量。4、选择的抽放方法应有利于抽放巷道的布置和维护。5、选择的抽放方法应有利于提高瓦斯抽放效果，降低瓦斯抽放成本。6、抽放方法应有利于钻孔的施工和抽放系统管网的设计，有利于增加钻孔的抽放时间。（三）抽放瓦斯方法由于该矿为高瓦斯矿井，所采的K4、K5煤层均为极薄煤层，因此决定以140、顶板裂隙钻孔瓦斯抽放、采空区埋管抽放为主的瓦斯抽放方法。1、顶板裂隙钻孔抽放：在煤层工作面回风巷中，沿回风巷煤层倾向，一般退后30m位置向工作面采空区施工煤层顶板穿层钻孔，钻孔终孔点进入开采煤层裂隙带，钻孔终孔点距开采层顶板垂距应由日常的矿压观测资料来确定，一般为615倍采厚。顶板裂隙钻孔瓦斯抽采示意图见图5-3-1图5-3-1顶板裂隙钻孔瓦斯抽采示意图2、采空区埋管抽放：埋管抽采采空区瓦斯，在工作面回风顺槽内敷设一趟内径100mm的抽放管，抽放管上每30m串接一个具有吸气功能的组合阀门式三通管件。在吸气口进入采空区前撤掉三通管件上的法兰死堵，安装上组合阀门，在其上面安装垂直向上的筛状管（周围141、钻很多小孔，端部需封堵），并在筛状管周围打木垛。随着工作面的推进，每当三通管件进入采空区、距工作面超过30m时，打开吸气口抽采采空区瓦斯。采空区埋管抽采示意图见图5-3-2。密闭墙插管抽采：在已经密闭的采区，在密闭墙上插入内径100mm的管路，若瓦斯浓度符合抽采要求，应接入矿井抽放系统进行抽采。其布置见图5-3-3。图5-3-2采空区埋管抽采示意图图5-3-3 密闭墙插管抽采示意图3、底板穿层钻孔抽放：从已经掘出的巷道中向煤层施工底板穿层钻孔，对开采层和邻近层的煤体进行采前预抽、采中卸压抽和采后残抽。4、本煤层顺层抽放：在采煤工作面、煤巷掘进工作面施工本煤层顺层钻孔，预抽煤体瓦斯。（四）抽放参142、数的确定1、抽放时间根据钻孔控制区域的瓦斯储量和抽出率来确定，矿井必须建立抽放瓦斯台帐，统计分析各处瓦斯的抽放量和抽出率，确定抽出时间。2、抽放负压根据煤矿安全规程规定，同时借鉴其它矿井的瓦斯抽放经验，钻孔孔口抽放负压不低于13kPa，采空区埋管抽放为58KPa。3、矿井抽放率为了有效防治瓦斯灾害，创造良好的安全生产环境，瓦斯抽放率应尽可能提高，确保采掘工作面和回风巷瓦斯浓度不超过规定。4、钻孔直径本设计该矿井抽放钻孔直径为6585mm，一般采用钻孔直径65mm。5、钻孔长度钻孔长度设计40100m，钻孔倾角、方位等合理参数在实际施工时确定。（6）钻孔间距：顶板裂隙钻孔：钻孔间距1520m（合143、理参数在实际抽采中考察）。顺层钻孔间距3m。3、抽采钻孔布置及施工钻孔：钻孔采用ZY-150/7.5Q型钻机施工。钻进工艺为压风排粉，孔口压力水防尘的无岩芯钻进。所有抽放钻孔施工均应选择巷壁完整、无裂隙处开孔，并按设计参数进行施工，作好钻孔竣工参数记录。封孔：采用水泥浆封孔泵封孔。封孔材料采用矿井允用的工程塑料管，水泥浆标号采用425号，水灰比1：1。钻孔封孔长度为58m。抽放钻孔的封孔设备选用KFB型封孔泵，其额定压力1.2MPa，流量为0.5m3/h。四、抽放泵站建设及安装（一）抽放泵站工业场地总平面布置抽放泵站设在回风斜井工业广场附近、地势平坦、无地质灾害和气象灾害影响的区域。地面抽放站144、距离主要建筑物不少于50m处，并设置围墙，防止无关人员入内。抽放泵站由瓦斯泵房、配电室和值班室、热水池、冷水池、消防水池等组成。泵站场地内设简易公路与主井工业场地相通，泵站场内设置回车道和消防车道。（二）抽放站建筑瓦斯泵房：长9m，宽8m，高6.0m。采用砖混结构。值班室：长3m，宽3m，高3.5m。采用砖混结构。配电室：长3m，宽3m，高3.5m。采用砖混结构。各种水池均采用钢筋混凝土结构。（三）设备安装及管网布置1、设备安装新建瓦斯泵房内安装2台2BE 252-0型瓦斯抽采泵，其中1台运行、1台备用。2、泵房管网布置两台泵的进、出气管路通过阀门分别并联在主进、出气管上，从井下出来的抽放管进145、入瓦斯泵房与主进气管相连接，主出气管路与放气管相连。各泵出气管路上还须安设启动用调节旁通管及阀门。在抽放系统出气端管路上设置放空管，并安设阀门进行控制，放空管高度高于周围建筑物3m以上，长度为10m，放空管内径为200 mm。在进气端主管和分支管路上均安设有阀门进行控制，在进、出气端分别安设自动放水器和防爆、防回火器等附属装置。（四）给水、排水1、设计依据及设计范围设计依据：建筑给水排水设计规范（GBJ15-88，1997年版）建筑设计防火规范（GBJ16-87，2001年版）室外给水设计规范（GBJ13-86，1997年版）设计范围：矿井瓦斯抽采站工业场地内的给排水系统、消防给水系统及循环冷146、却供水系统。2、给水设计给水水源：本工程生活及消防水源来自主井工业场地供水系统。场地管网接口水压要求大于0.1Mpa。设计用水量：用水量为180m3/d，各分项如下：瓦斯抽放泵循环水量150 m3/d瓦斯抽放泵循环补充水量15m3/d未预见水量15m3/d3、给水系统（1）生活消防给水系统：布置DN100室外给水管与矿井工业场地供水系统连接，并在抽放泵站工业场地内沿道路布置环状生活消防合用管网。（2）冷却循环水系统：在瓦斯抽放泵房附近，设30m3钢筋混凝土冷、热水池各一座，其中冷水池水平标高高于真空泵安装标高5m，热水池水平标高低于真空泵安装标高2m。在瓦斯泵房中安装循环水泵2台（1用1备），147、水泵型号为IS50-32-200，N=5.5KW。瓦斯抽放泵排出的循环热水进入热水池后，由循环水泵提升至冷却池，冷却后的水静压供给瓦斯抽放泵的冷却用水。冷却补充水由室外生活用水管道引入热水池中，以补充冷却循环水。（3）管材：室外给水管道、消防给水管道均采用钢管。4、排水设计（1）污水来源及水量水环式真空泵为循环用水，不向外排放。泵站职工产生的少量生活污水。（2）排水系统生活污水经污水管道收集后排入工业场地附近的河沟内。5、消防设计本工程室外消防系统采用高压制消防系统，消防水量为16L/S，火灾延续时间3小时，一次消防用水量为173m3。在抽采泵站工业场地内沿道路布置环状生活消防合用管网，管径D148、N100，并设置室外地下式消火栓3座，消火栓间距不超过120m。要求工业场地消防管网接口压力不得小于0.7Mpa，消防水池容积不得小于250m3。在抽放站内不设消防泵房，发生火灾时，由消防车加压供水。瓦斯泵房围墙（棚栏）的圈定范围应保障抽放瓦斯泵房周围50m范围内无主要建筑，20m范围内无明火，不得有易燃、易爆物品，并安设四只干粉灭火器和不少于0.5m3的黄砂。五、抽放系统管路安装（一）抽放管路系统、真空泵的选择及计算1、抽放站位置在选择抽放泵站位置时，主要根据开拓巷道布置、管路安装条件等进行确定，同时考虑到矿井总回风巷瓦斯浓度高，抽出的瓦斯不能排到总回风巷内，须排放至地面。因此，抽放泵站设在149、回风斜井工业广场附近、地势平坦、无地质灾害和气象灾害影响的区域。地面抽放站距离主要建筑物不少于50m处，并设置围墙，防止无关人员入内。抽放站附近不少于50m以外设置瓦斯储气罐的位置。2、抽放管路系统方案 从回风斜井附近的地面瓦斯抽放站安设抽放管路，经回风斜井总回风斜巷回风上山回风石门+255m回风大巷工作面回风巷。3、瓦斯抽放管路（1）瓦斯管径计算矿井瓦斯抽放量预计：每个对拉工作面顶板裂隙抽放（包括采空区埋管抽放）：1.5 m3/min，其余地点考虑0.5m3/min，即矿井瓦斯抽放量按2.0m3/min设计。矿井抽放浓度设计为30%。根据瓦斯抽放管路服务的范围和所负担抽放量的大小，其管径按下150、式计算：D=0.1457（Q混/V）1/2式中：D瓦斯管内径，m；V管道中混合瓦斯的经济流速，m/s，一般取V=515 m/s；Q混管内混合瓦斯流量，m3/min。按照大管径流速取大值、小管径流速取小值，管路系统较长者流速取小值、管路系统较短者流速取大值的原则选取经济流速，抽放瓦斯管径计算结果见表5-3-1。表5-3-1 抽放管径计算表管路名称纯瓦斯流量（m3/min）瓦斯浓度（%）工况下混合瓦斯流量（m3/min）气体流速（m/s）管道内径（m）备 注主管2.03010.090.1536地面、大巷支管0.75303.7580.0998工作面回风斜巷（2）抽放管材的选择和管径的确定抽放管材均选151、择无缝钢管，经计算得主管D1=0.1536m，分管D2=0.0998m。主管选择D2196的无缝钢管，安装于地面、回风斜井、回风上山、回风石门、回风大巷；支管D2选择D1084的无缝钢管，安装于采煤工作面回风巷。瓦斯管的管材采用国家定型产品，且必须取得“MA”标志。目前常用的金属管材有无缝钢管、阻燃抗静电PE管等。管材选择一般考虑运输、安装、使用、维修、防腐、防碰撞及投资等因素。本设计井下瓦斯抽采管道均选用无缝钢管。矿井也可以选择相同内径的具有煤安标志和符合煤矿瓦斯抽采规范要求的其它管材。（3）管路阻力损失计算直管阻力损失计算直管阻力损失按下式计算：H=式中：H阻力损失，Pa；L直管长度，m；152、Q瓦斯流量，m3/h； D管道内径，cm；K0系数，查表；混合瓦斯对空气的相对密度，查表。抽放管路阻力损失计算应选择抽放系统服务年限内一条最长的抽放管路进行计算，根据矿井开拓布置，到矿井边界的瓦斯管路最长，所以按从泵站到井下边界的抽放管路1925m计算抽放管道直管阻力损失，其结果见表5-3-2。表5-3-2 抽放管路直管阻力计算表管路名称Q（m3/h）K0D（cm）C（%）L（m）H（Pa）抽放主管0.8666000.7120.73015751784抽放支管0.8662250.6210.0303502426合计4210局部阻力损失计算管路局部阻力损失按直管阻力损失的15%计算，则抽放管路系统的153、局部阻力损失为：H局总=H直总0.15=42100.15=632Pa总阻力损失计算H总= H直总H局总=4210+632=4842Pa4、瓦斯抽放泵选型矿井瓦斯抽采选用2台2BE1 252-0型真空泵，其中1台运行、1台备用；真空泵配置YB2250M-6型隔爆电动机（37kW，380V，980r/min）。真空泵最大抽放量为24.55m3/min，最低吸入绝压为3.3kPa。真空泵采用皮带传动，转速为660r/min。真空泵采用循环水冷却，耗水量为5.2m3/h。5、瓦斯管路的附属装置矿井瓦斯抽采系统主管选用规格为D2196的无缝钢管，沿回风井地板敷设，每隔68m设置一个混凝土支撑，支管选用规154、格为D1084的抽采管。抽采管路按规定设置防爆防回火装置、阻火器、放空管、闸阀、逆止阀、放水器以及测量仪器仪表等附属装置。矿井瓦斯抽采系统选用2台IS50-32-200型清水泵，其中1台运行，1台备用。水泵配置YB2132S1-2型隔爆电动机（5.5kW，380V，2950r/min）。六、抽放系统安全装置（一）防雷、接地、通讯在瓦斯抽放站按建筑物防雷设计规范（2000年版）设避雷线保护瓦斯排放管，在瓦斯抽放站房顶设置避雷带防感应雷。在变配电所设工作接地，接地电阻4；在瓦斯抽放站分别设防雷接地和防感应雷接地，接地电阻为10。按建筑物防雷设计规范（2000年版），建筑物内的设备、管道、构架、电缆155、金属外皮、钢屋架、钢窗等较大金属物和突出屋面的放散管、风管等金属物，均应接到防雷电感应的接地装置上。接地电阻小于10。具体由具有专业资质的相关部门或设计单位进行设计、安装。在抽放站内设置到矿调度室的防爆型电话分机一部，电话线接入室前埋地，并与站外接地相连接。（二）瓦斯抽放监测及控制根据该矿的具体条件，瓦斯抽放监测分地面和井下抽放监测两大部分。包括泵站抽放参数监测、井下管道抽采计量的监测。1、抽放监测系统选型对抽放泵房环境甲烷浓度、管路压力、压差、甲烷浓度、供水参数等进行监测。泵站瓦斯管道参数采用真空泵自带配套的KG9001B型高浓度沼气传感器监测抽放管路瓦斯浓度，“U”形汞柱压差计读取抽放负压156、，“U”形水柱压差计检测孔板流量计两侧压差，涡街流量计检测地面抽放站抽放流量。采用真空泵自带配套的低浓度沼气传感器监测抽放泵站机房环境瓦斯浓度状况，并实现报警、断电；采用真空泵自带配套的供水传感器监测供水参数，并实现断电控制。2、井下抽放支管监测在各抽放支管上安装孔板流量计，人工日常监测各抽放点的抽放瓦斯量、瓦斯浓度、抽放负压等参数。安装与抽放管道规范相符的孔板流量计，采用水柱流量计、高负压取样器、高浓度光学瓦检仪人工对各抽放地点进行日常监测。七、抽放管理该矿井瓦斯抽放工作制度为三班制。为了保证安全、正常地进行瓦斯抽放工作，提高瓦斯抽放效果，按照煤矿安全规程和矿井瓦斯抽放管理规范的有关规定，在157、安全和组织管理方面考虑了以下措施。（一）组织管理1、建立抽放瓦斯的专门机构，配备专业施工队伍，负责瓦斯抽放工程的施工和日常管理工作。所有人员必须经过培训合格后才能上岗。2、瓦斯泵房的设备和管路系统除日常检查外，应建立定期检查维修制度。3、在各抽放区主管和分支管路上安设有瓦斯流量、浓度、负压等检测装置，同时还配备专人定期进行巡回检测，以便掌握不同地点的抽放状况。此外，还配有专人进行放水和管路维护，处理管路积水和漏气，以保证管路畅通无阻。4、对抽放方法及其有关参数，需在抽放实践中进一步考察和验证，以便确定合理的综合抽放方法。达到合理布置钻孔，提高抽放效果。5、抽放泵站的司机及值班人员必须经过专门培158、训，使其熟悉瓦斯抽放的有关规定，掌握各种安全、监控仪表和设备和用途及其操作程序。（二）安全措施1、在井下钻孔地点，安设有瓦斯遥测断电仪，一旦瓦斯超限，自动切断钻机电源，并发出报警。打钻人员应及时撤离施工地点。在打钻过程中，如遇钻孔瓦斯压力和涌出量较大时，应加强通风并采取防止瓦斯喷出的措施，以保证施工人员的安全。2、钻机的操作人员必须经过专门培训后方可上机的操作，必须严格遵循钻机的操作规程和安全注意事项。操作人员不能靠近旋转部件和滑动部件站立；不能把手放在夹盘和钻杆夹持器之间；不能穿太松的衣服和使用手动工具；在马达和水泵周围须安设保护装置；操作者应严密注视着钻杆的位置和它的运动，防止钻杆被卡住；159、助手不要正对着站在钻杆的后面。3、瓦斯抽放钻孔在施工完毕后，应及时封孔并接入抽放，防止巷道瓦斯超限和发生瓦斯事故。抽放地点必须建立专用的瓦斯检查记录牌，实行巡回检查，次数不少于3次。4、泵房建筑采用不燃性材料，并安设四只干粉灭火器和不少于0.5m3的黄砂。泵房内的所有设备和仪表均选用矿井井下许用防爆型。泵房内配有自动监测装置，监测抽放管内的瓦斯流量、浓度、负压和泵房内的瓦斯浓度、真空泵供水状态等参数，一旦出现异常，自动切断真空泵电机电源。5、瓦斯抽放系统运行前，必须对瓦斯抽放泵及管路系统进行全面检查维修，检查内容：瓦斯抽放泵电器设备的完好，水电闭锁、瓦斯电闭锁、供水及排水系统等。正负压侧管路的160、密封，管路内的锈垢等，确认无问题方可正常运行。6、由于抽放管路为新安装的钢管，使用前须使用压风冲刷，且在抽放管路负压侧安装铁筛网装置过滤。必须保护好瓦斯抽放管路（为方便识别，抽放管路涂红色防腐漆），严禁砸撞管路，一旦撞坏，必须立即通知泵站司机停泵，并汇报调度室处理。7、瓦斯抽放泵运行过程中，应确保有专职瓦斯抽放泵司机值班、操作，抽放泵司机必须由经过培训并取得合格证的人员担任，并且严格按照抽放泵的操作规程操作，严格执行现场交接班制度。瓦斯抽放泵运行过程中，抽放泵司机应认真观察抽放泵的运行情况，做好运行状况、抽放管内的瓦斯流量、瓦斯浓度、排水等情况的记录工作，发现问题及时停泵处理，并汇报调度室及有161、关人员。8、在真空泵的吸气侧要安设防回火、防回气、防爆炸装置。加强瓦斯抽放泵正、负压侧管路检查和维修，每天安排专人对所有管路进行巡回检修，发现问题及时处理，确保抽放管路处于完好状况。9、加强瓦斯抽放站的检查和管理，瓦斯抽放站内必须配备抽放泵司机岗位责任、抽放泵司机操作规程、瓦斯抽放管理制度、抽放系统图、交接班记录本、设备运行记录本等。10、瓦斯抽放室为要害场所，非工作人员不得入内。八、矿井瓦斯抽放设备矿井瓦斯抽放设备见机电设备目录“矿井瓦斯抽放设备”。第六章 提升、通风、排水、压缩空气设备矿井投产时利用主斜井担负煤炭、矸石、材料提升，利用回风斜井担负回风，利用行人斜井担负行人任务。矿井上下班人162、员通过行人斜井进入，沿行人斜巷、行人暗斜井、+240m水平运输大巷经过工作面运输巷到达工作面。第一节 提升设备一、提升方式该矿为扩建矿井，采用斜井开拓，生产能力为60kt/a。主斜井目前已装有1台JTP-1.21.0/30型提升绞车（55kW，380V，980r/min），+320+275m主暗斜井绞车已装有1台JTB-1.00.8型提升绞车（45kW，660V，980r/min），+275+240m主暗斜井已装有1台JTB-1.00.8型提升绞车（45kW，660V，980r/min），现对已有设备进行校核。二、主斜井（一）设计依据1、年提升量：原煤60kt、矸石9kt；2、提升型式：单绳缠163、绕式提升；3、矿车型号：MGC1.1-6A型固定式矿车；4、松散容重：原煤：0.9t/m3；矸石：1.8t/m3；5、井筒参数：斜长：115m；倾角：28；6、炸药： 1次/班；7、雷管： 1次/班；8、设备： 1次/班；9、木材： 1次/班；10、钢材：1次/班；11、车场型式：上、下平车场，取LB=LH=15m；12、工作制度：年工作日330d，每班提升时间7.5h。（二）设备选型1、一次提升量确定初选速度v=2.0m/s,计算一次提升循环时间为T=234sQ=（60000+9000）234/（3600330150.9）=1.1t绞车一次提升装煤矿车2辆或装矸矿车1辆。2、钢丝绳选择绳端荷164、重：Qd=21592（sin28+0.015cos28）=1537kg提升选用高强度特殊型6V24+7FC-15-1570-光型钢丝绳，d=15mm，Pk=0.838kg/m，=1570MPa，F0=13654kg。最大静张力：F =1537+0.838145（sin28+0.2cos28）=1616kg安全系数校核：m =13654/1616=8.46.5钢丝绳安全系数符合煤矿安全规程的规定。3、提升绞车选择确定滚筒直径：Dg=8015=1200mm主斜井利用现有的JTP-1.21.0/30型提升绞车，绞车允许最大静张力为3000kg；滚筒直径为1200、宽度为1000；提升速度为2m/s；165、绞车配置YB2280M-6型电动机（55kW，380V，970r/min）。4、提升绞车验算：缠绳层数：KC=（175+8.4）17/（1230）=0.93最大静张力：F =1537+79=1616kg3000kg电动机验算： Ndx=1.118422/（1020.85）=46kW55kW=22222/（1020.850.92555）=1.01.80.85=1.57所配置的电动机是合适的，符合要求。5、其它选取天轮：Dt=6015=900mm，选用TD1000/800型游动天轮。选用ZDC30-1.44型常闭式斜井防跑车装置一套。选用单道、600mm轨距的阻车器。6、最大班提升平衡表主斜井绞车166、最大班提升时间平衡表见表6-1-1。表6-1-1 主斜井绞车最大班提升时间平衡表 提升项目提升量一次提升量实际提升次数一次提升循环时间（s）提升时间（s）原煤91.8t1.8t51233.711918.7矸石14.4t1.6t9233.72103.3木材1233.7233.7钢材1233.7233.7炸药1293.7293.7雷管1293.7293.7设备1233.7233.7合计15190.5/3600=4.3小时15190.5最大班提升时间为15190.5s，即4.3h7.5h。7、提升系统布置及速度、力学性能提升系统布置见图6-1-1，提升系统速度、力学性能见图6-1-2。三、+320+167、275m主暗斜井（一）设计依据1、年提升量：原煤60kt、矸石9kt；2、提升型式：单绳缠绕式提升；3、矿车型号：MGC1.1-6A型固定式矿车；4、松散容重：原煤：0.9t/m3；矸石：1.8t/m3；5、井筒参数：斜长：162m；倾角：17；6、炸药： 1次/班；7、雷管： 1次/班；8、设备： 1次/班；9、木材： 1次/班；10、钢材：1次/班；11、车场型式：上、下平车场，取LB=LH=15m；12、工作制度：年工作日330d，每班提升时间7.5h。（二）设备选型1、一次提升量确定初选速度v=1.5m/s,计算一次提升循环时间为T=334sQ=（60000+9000）334/（360168、0330150.9）=1.5t绞车一次提升装煤矿车2辆或装矸矿车1辆。2、钢丝绳选择绳端荷重：Qd=21592（sin17+0.015cos17）=977kg提升选用高强度特殊型6V24+7FC-15-1570-光型钢丝绳，d=15mm，Pk=0.838kg/m，=1570MPa，F0=13654kg。最大静张力：F =977+0.838192（sin17+0.2cos17）=1055kg安全系数校核：m =13654/1055=12.96.5钢丝绳安全系数符合煤矿安全规程的规定。3、提升绞车选择确定滚筒直径：Dg=6015=900mm+320+275m主暗斜井利用现有的JTB-1.00.8型169、提升绞车，绞车允许最大静张力为2000kg；滚筒直径为1000、宽度为800；提升速度为1.5m/s；绞车配置YB2280S-6型电动机（45kW，660V，980r/min）。4、提升绞车验算：缠绳层数：KC=（222+7）17/（824）=1.63最大静张力：F =977+78=1055kg2000kg电动机验算： Ndx=1.111551.5/（1020.85）=21kW45kW=15551.5/（1020.850.92545）=0.71.80.85=1.57所配置的电动机是合适的，符合要求。5、其它选取天轮：Dt=4015=600mm，选用TD800/700型游动天轮。选用ZDC30-170、1.44型常闭式斜井防跑车装置一套。选用单道、600mm轨距的阻车器。6、最大班提升平衡表+320+275m主暗斜井提升绞车最大班提升时间平衡表见表6-1-2。表6-1-2 +320+275m主暗斜井提升绞车最大班提升时间平衡表 提升项目提升量一次提升量实际提升次数一次提升循环时间（s）提升时间（s）原煤91.8t1.8t51333.417003.4矸石14.4t1.6t9333.43000.6木材1333.4333.4钢材1333.4333.4炸药1393.4393.4雷管1393.4393.4设备1333.4333.4合计21791/3600=6.1小时21791最大班提升时间为21791171、，即6.1h7.5h。7、提升系统布置及速度、力学性能提升系统布置见图6-1-3，提升系统速度、力学性能见图6-1-4。四、+275+240m主暗斜井（一）设计依据1、年提升量：原煤60kt、矸石9kt；2、提升型式：单绳缠绕式提升；3、矿车型号：MGC1.1-6A型固定式矿车；4、松散容重：原煤：0.9t/m3；矸石：1.8t/m3；5、井筒参数：斜长：139m；倾角：15；6、炸药： 1次/班；7、雷管： 1次/班；8、设备： 1次/班；9、木材： 1次/班；10、钢材：1次/班；11、车场型式：上、下平车场，取LB=LH=15m；12、工作制度：年工作日330d，每班提升时间7.5h。（172、二）设备选型1、一次提升量确定初选速度v=1.5m/s,计算一次提升循环时间为T=303sQ=（60000+9000）303/（3600330150.9）=1.4t绞车一次提升装煤矿车2辆或装矸矿车1辆。2、钢丝绳选择绳端荷重：Qd=21592（sin15+0.015cos15）=871kg提升选用高强度特殊型6V24+7FC-15-1570-光型钢丝绳，d=15mm，Pk=0.838kg/m，=1570MPa，F0=13654kg。最大静张力：F =871+0.838169（sin15+0.2cos15）=935kg安全系数校核：m =13654/935=14.66.5钢丝绳安全系数符合煤矿173、安全规程的规定。3、提升绞车选择确定滚筒直径：Dg=6015=900mm+275+240m主暗斜井利用现有的JTB-1.00.8型提升绞车，绞车允许最大静张力为2000kg；滚筒直径为1000、宽度为800；提升速度为1.5m/s；绞车配置YB2280S-6型电动机（45kW，660V，980r/min）。4、提升绞车验算：缠绳层数：KC=（199+7）17/（824）=1.53最大静张力：F =871+64=935kg2000kg电动机验算： Ndx=1.110321.5/（1020.85）=20kW45kW=14241.5/（1020.850.92545）=0.61.80.85=1.57所174、配置的电动机是合适的，符合要求。5、其它选取天轮：Dt=4015=600mm，选用TD800/700型游动天轮。选用ZDC30-1.44型常闭式斜井防跑车装置一套。选用单道、600mm轨距的ZS-5型阻车器。6、最大班提升平衡表+275+240m主暗斜井提升绞车最大班提升时间平衡表见表6-1-3。表6-1-3 +275+240m主暗斜井提升绞车最大班提升时间平衡表 提升项目提升量一次提升量实际提升次数一次提升循环时间（s）提升时间（s）原煤91.8t1.8t51302.715437.7矸石14.4t1.6t9302.72724.3木材1302.7302.7钢材1302.7302.7炸药1362175、.7362.7雷管1362.7362.7设备1302.7302.7合计19795.5/3600=5.5小时19795.5最大班提升时间为19795.5s，即5.5h7.5h。7、提升系统布置及速度、力学性能提升系统布置见图6-1-5，提升系统速度、力学性能见图6-1-6。五、提升安全1、提升系统设置斜井防跑车装置、阻车器、挡车拦等，并保证其声光信号完好、齐全，用以防止事故的发生。2、斜巷绞车提升用钢丝绳安全系数计算值大于煤矿安全规程提升物料时的规定值6.5，符合要求。3、提升系统上部车场设6m的过卷距离，提升斜巷内每隔40m设躲避硐室。4、严禁有超载、超挂、蹬钩、扒车现象，以防止提升安全事故的176、发生或电机过负荷运行带来的损坏和事故；经常检查提升各个环节，发现问题及时处理，做到及时消除安全隐患。第二节 主要通风设备该矿为高瓦斯矿井，采用抽出式通风方法。新鲜空气从主斜井（+372.89m）、行人斜井（+380.00m）进入，有害气体从回风斜井（+374.50m）排出。矿井回风斜井现有2台4-72-11 16B型离心式主要通风机，通风机配置YBFe280M-6型电动机（55kW，380V，980r/min），设计对其进行校核。一、设计依据（一）矿井通风风量 1、通风初期：30m3/s；2、通风后期：32m3/s。（二）矿井通风阻力 1、通风初期：313Pa；2、通风后期：621Pa。二、设177、计选型矿井主要通风设备应具备的通风风量及通风风压如下：（一）通风机工作风量 1、通风初期：Qf1=1.053031.5m3/s2、通风后期：Qf2=1.053233.6m3/s（二）通风机工作静压：1、通风初期：H1=313+250=563 Pa2、通风后期：H2 =621+250=871 Pa（三）主要通风机选择回风斜井利用现有的2台4-72-11 16B型离心式主要通风机，其中1台运行，1台备用；通风初期利用现有的YBFe280M-6型隔爆电动机（55kW，380V，980r/min），通风后期通风机需要配置1台YBFe315S-6型隔爆电动机（75kW，380V，980r/min）。主要178、通风机参数如下。主通风机型号风量范围(m3/s)风压范围(Pa)电机功率(kW)4-72-11 16B型10482003000前期：55kW，后期：75kW（四）主要通风机运行工况点：1、通风网路阻力系数计算：（1）通风初期：R1=563/31.52 =0.5674（2）通风后期：R2=871/33.62 =0.77152、通风网路特性曲线方程（1）通风初期：H1= 0.5674Q2（2）通风后期：H2=0.7715Q2（五）主要通风机运行工况点：1、通风容易时期风机运行工况点如下，工况点 M1 见图6-2-1。Q1工=33.3m3/s H1工=630Pa n1工=595r/min 1工=72179、.0%2、通风困难时期风机运行工况点如下，工况点 M2 见图6-2-2。Q2工=35.5m3/s H2工=970Pa n2工=670r/min 2工=78.0%（六）主要通风机电机运行功率计算：1、通风初期：N1=1.1533.3630/（10000.7200.95）=36kW2、通风后期：N2=1.1535.5970/（10000.780.95）=54kW主要通风机利用现有的YBFe280M-6型隔爆电动机（55kW，380V，980r/min）。根据通风机运行工况点，现用的主要通风机在通风各个时期均满足要求。三、调节、反风措施（一）主要通风机设置风门及风门启闭装置、消音器、扩散塔等装置。矿180、井主要通风机房配置风量、风压、风速检测仪等仪器仪表，对通风机的风量、风压、风速等运行参数进行检测，并将数据传至矿井调度室。（二）在通风机工作中对通风系统各参数进行实测，并根据实际数据及时调整通风机的转速，确保通风机满足矿井的通风需要。（三）该矿采用抽出式通风方法，主要通风机采用反风设施来实现反风，该反风设施可在10min内投入运行，反风效率在40%以上。（四）矿井每季度至少检查1次反风设施，每年进行1次反风演习；在矿井通风系统有较大变化时，应进行1次反风演习。第三节 排水设备矿井达产时，排水为三级排水，即在+320m水平、+275m水平、+240m水平分别建立水泵房；采区的涌水通过设置的水沟汇181、至+240m水平水仓，通过排水设备排至+275m水平水仓，经+275m水泵房排水设备排至+320m水平水仓，然后通过排水设备排至地面。一、+320m水泵房（一）设计依据1、矿井涌水量：正常：216m3/d，最大：450m3/d；2、标高：井口：+373m，泵房：+319m；3、水质：PH=6，=1020kg/m3。（二）设备选型1、水泵排水能力计算矿井排水设备的排水能力，应保证在20小时内排出矿井一昼夜的正常和最大涌水量。（1）排正常涌水时的能力：Q1 =216/20=10.8m3/h（2）排最大涌水时的能力：Q2 =450/20=22.5m3/h2、排水泵选取+320m水泵房排水设备初选MD182、25-303型离心式水泵，水泵配置YB2160M2-2型隔爆电动机（15kW，660V，2950r/min）。3、排水管路确定（1）排水管直径：d1=（425/（36003.14162）=67mm排水管管径规格选用DN75。（2）管壁厚度：=（0.547.5）/（280-0.54）+0.15=0.18cm排水管选用规格为D834的无缝钢管，长度为2150m。水泵房排水管路设置两趟，一趟使用，一趟备用。（3）吸水管直径：d2=75+25=100mm吸水管选用规格为D1084的无缝钢管。（4）管路阻力：Haf+Hsf=0.0418（150+0.458+20+1.792+3.592）1.572/（1183、9.60.075）=13m（5）水泵级数：n=(54+5.5+1.713)/30=2.72 取整3级根据上述计算，矿井泵房排水泵选用MD25-303型水泵三台。水泵Q=1530m3/h，H=10282.5m，配置YB2160M2-2型隔爆电动机（15kW，660V，2950r/min）。（6）管网阻力方程：新管：HX=19.9+0.021Q2，旧管：HJ=19.9+0.036Q24、水泵工况点：新管：QX=30.7m3/h，HX=79.11m，X=65；旧管：QJ=27.3m3/h，HJ=85.86m，J=63；水泵工况点曲线图见图6-3-1。5、排水时间（1）排正常涌水（一台泵）：T1=21184、6/30.7=7.1h20h（2）排最大涌水（二台泵）：T2=450/（27.32）=8.3h20h6、电动机功率：新管：NX=1.130.779.111020/（36001000.65）=12kW旧管：NJ=1.127.385.861020/（36001000.63）=12kW+320m水泵房排水设备选用3台MD25-303型离心泵，其中1台运行，1台备用，1台检修。配置YB2160M2-2型隔爆电动机（15kW，660V，2950r/min）。二、+275m水泵房（一）设计依据1、矿井涌水量：正常：192m3/d，最大：240m3/d；2、标高：排水：+320m，泵房：+273m；3、水质185、：PH=6，=1020kg/m3。（二）设备选型1、水泵排水能力计算矿井排水设备的排水能力，应保证在20小时内排出矿井一昼夜的正常和最大涌水量。（1）排正常涌水时的能力：Q1 =192/20=9.6m3/h（2）排最大涌水时的能力：Q2 =240/20=20m3/h2、排水泵选取+273m水泵房排水设备初选MD25-303型离心式水泵，水泵配置YB2160M2-2型隔爆电动机（15kW，660V，2950r/min）。3、排水管路确定（1）排水管直径：d1=（425/（36003.14162）=67mm排水管管径规格选用DN75。（2）管壁厚度：=（0.477.5）/（280-0.47）+0.186、15=0.18cm排水管选用规格为D834的无缝钢管，长度为2200m。水泵房排水管路设置两趟，一趟使用，一趟备用。（3）吸水管直径：d2=75+25=100mm吸水管选用规格为D1084的无缝钢管。（4）管路阻力：Haf+Hsf=0.0418（200+0.458+20+1.792+3.592）1.572/（19.60.075）=16.5m（5）水泵级数：n=(47+5.5+1.716.5)/30=2.69 取整3级根据上述计算，矿井泵房排水泵选用MD25-303型水泵三台。水泵Q=1530m3/h，H=10282.5m，配置YB2160M2-2型隔爆电动机（15kW，660V，2950r/m187、in）。（6）管网阻力方程：新管：HX=17.5+0.0264Q2，旧管：HJ=17.5+0.045Q24、水泵工况点：新管：QX=31.2m3/h，HX=78.2m，X=65；旧管：QJ=27.4m3/h，HJ=86.2m，J=62；水泵工况点曲线图见图6-3-2。5、排水时间（1）排正常涌水（一台泵）：T1=192/31.2=6.2h20h（2）排最大涌水（一台泵）：T2=240/27.4=8.8h20h6、电动机功率：新管：NX=1.131.278.21020/（36001000.65）=12kW旧管：NJ=1.127.486.21020/（36001000.62）=12kW+275m水188、泵房排水设备选用3台MD25-303型离心泵，其中1台运行，1台备用，1台检修。水泵配置YB2160M2-2型隔爆电动机（15kW，660V，2950r/min）。三、+240m水泵房（一）设计依据1、矿井涌水量：正常：100m3/d，最大：190m3/d；2、标高：排水：+276m，泵房：+240m；3、水质：PH=6，=1020kg/m3。（二）设备选型1、水泵排水能力计算矿井排水设备的排水能力，应保证在20小时内排出矿井一昼夜的正常和最大涌水量。（1）排正常涌水时的能力：Q1 =100/20=5.0m3/h（2）排最大涌水时的能力：Q2 =190/20=9.5m3/h2、排水泵选取+24189、0m水泵房排水设备初选MD12-253型离心式水泵，水泵配置YB2160M2-2型隔爆电动机（15kW，660V，2950r/min）。3、排水管路确定（1）排水管直径：d1=（412.5/（36003.14162）=47mm排水管管径规格选用DN50。（2）管壁厚度：=（0.365）/（280-0.36）+0.15=0.17cm排水管选用规格为D573.5的无缝钢管，长度为2180m。水泵房排水管路设置两趟，一趟使用，一趟备用。（3）吸水管直径：d2=50+25=75mm吸水管选用规格为D834的无缝钢管。（4）管路阻力：Haf+Hsf=0.0455（180+0.48+20+1.752+3.190、552）1.772/（19.60.05）=31m（5）水泵级数：n=(36+5.5+1.731)/25=3.77 取整4级根据上述计算，矿井泵房排水泵选用MD12-254型水泵三台。水泵Q=7.515m3/h，H=112.892m，配置YB2160M1-2型隔爆电动机（11kW，660V，2950r/min）。（6）管网阻力方程：新管：HX=10.4+0.2Q2，旧管：HJ=10.4+0.34Q24、水泵工况点：新管：QX=13.5m3/h，HX=103.6m，X=59.5；旧管：QJ=11.1m3/h，HJ=110.8m，J=59.5；水泵工况点曲线图见图6-3-3。5、排水时间（1）排正常191、涌水（一台泵）：T1=100/13.5=7.4h20h（2）排最大涌水（二台泵）：T2=190/（11.12）=8.6h20h6、电动机功率：新管：NX=1.113.5103.61020/（36001000.595）=7.4kW旧管：NJ=1.111.1110.81020/（36001000.595）=6.5kW+240m水泵房排水设备选用3台MD12-254型离心泵，其中1台运行，1台备用，1台检修。水泵配置YB2160M1-2型隔爆电动机（11kW，660V，2950r/min）。四、排水系统图排水系统图见图6-3-4。第四节 压风设备根据国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局发布的192、安监总煤行2007167号文件及四川省经济委员会、四川煤矿安全监察局2007313号文件：矿井安装压风系统，空气压缩机安装在地面。一、设计依据1、空气压缩站海拔标高： +380m2、井下使用压缩空气地点及用风工具台数如下：用风设备数量最大用风工作台数每台耗气量q(m3/min)同时使用系数ZY-24型凿岩机422.8ZY-J型自救系统20人0.33、矿井自救系统选用ZY-J型，每组设置5个急救袋。4、矿井压气系统与压风自救系统共用一套管路，正常安全生产时，用风工具用风，一旦发生事故需要压风急救时，启用自救系统。5、矿井自救系统的耗风量按最多人数（共20人）的采煤工作面需要的风量计算，每个人需要193、风量为0.3m3/min。6、矿井空气压缩站建在行人斜井井口工业场地内，最远供气点压力损失约为0.05MPa。二、设计选型1、耗风量：风动工具：Q1=1.151.151.02.820.95=7.04m3/min自救系统：Q2=1.151.00.320=6.9m3/min2、设备选取矿井在行人斜井井口工业场地内设置一个空气压缩站，站内利用现有1台3L-10/8型固定活塞式空气压缩机，增加1台作为备用；空压机参数为：Q=10m3/min，P= 0.8Mpa，N=65kW，U=380V。空压机配套设置空气进、出过滤系统，出空气体含油量0.2PPM。3、供气管路供气平均压力取0.7Pa，平均流速取8m194、/s，根据公式d=20Q1/2计算管道的直径，选取各管道的标准管径。主管：d=20101/2=64mm，主管选用D894的无缝钢管。支管选用规格为D573.5的无缝钢管。矿井压气系统及压风自救系统管路示意图见C1745-217-1。4、其它设备、设施（1）每台空气压缩机配备一个C-1.0/1.0型储气罐；（2）空气压缩机设有吸气消音装置；（3）空压机房设隔音值班室一个。第七章 地面生产系统第一节 煤质及用途一、煤质分析及产品方案（一）煤的物理性质及煤岩特征K5煤层煤岩为双层结构类型。肉眼煤岩以条带状、细条带状半亮煤型为主，一般自下而上光泽偏暗，并有过渡为线理细条带状半暗煤，全层中以下分层多呈条195、带状半亮煤型产出。显徽煤岩类型属强矿化、矿化半丝炭化丝质亮暗煤型为主。有机组分含量占72%左右，其中凝胶化组分占45%，半凝胶化组分占16%，半丝炭化组分占25%，丝炭化占78%，角质化组分6%。无机组分约占28%，其中粘土占23%，石英占4%，其它含量较少；粘土类中又以砂粒含量较多，一般呈透镜体、团斑浸染状分布。K4煤层以半暗型、暗淡型煤为主，次为半亮型煤，玻璃光泽，条痕褐黑色，性脆，内生裂隙较发育，断口阶梯状、参差状。显微煤岩组分，有机组分在80%左右，矿物20%左右。有机显微组分中以镜质组和惰性组为主，约在95%左在，稳定组少量，约5%左右。显微煤岩类型组别属微镜惰煤组。K4煤层矿物杂质196、含量占全煤含量的1030%，平均25%，主要为粘土，次为石英，微量黄铁矿。（二）煤的化学性质1据207地质队1979年初勘报告资料及本次对矿山K5煤层取样化验资料，K5煤层原煤煤样分析结果，K5煤层原煤：水分（WQ） 1.942.14%，平均2.04灰分（Ad） 34.2137.45%，平均35.83%挥发分（Vdaf） 25.7827.26%，平均26.52%；固定炭（Fcd） 36.7738.53%，平均37.65%；全硫（St,d） 2.753.75%，平均3.25%；磷（Pd） 0.0080.009%，平均0.0085%；热值（Qv,d）19.2620.30MJ/Kg，平均19.78 197、MJ/Kg。全煤层可选性等级：难选。2据207地质队1979年初勘报告资料及本次对矿山K4煤层取样化验资料，K4煤层原煤煤样分析结果，K4煤层原煤：水分（WQ） 2.08 2.19%，平均2.14灰分（Ad） 44.3351.32%，平均47.83%挥发分（Vdaf） 17.8121.07%，平均19.44%；固定炭（Fcd） 30.8734.60%，平均32.74%；全硫（St,d） 0.691.05%，平均0.87%；磷（Pd） 0.0240.076%，平均0.050%；热值（Qv,d）15.2517.47 MJ/Kg，平均16.36 MJ/Kg。胶质层厚度1221.5，精煤回收率平均17198、.92%，出焦率7781%。全煤层可选性等级：难选。（三）煤的工艺性能1粘结性矿山各煤层均为烟煤，一般用作民用煤，一般工业用煤及发电用煤，本次地质工作未作煤的粘结性测试。2焦渣特征性指数矿山曾取样对K4、K5煤层焦渣特征进行了试验，据矿山提供资料，其特征指标如下：K5煤层：3.7，K4煤层：3.5。3发热量（Qnet,d）K5煤层发热量：19.2620.30MJ/Kg，平均19.78 MJ/Kg；K4煤层发热量：15.2517.47 MJ/Kg，平均16.36 MJ/Kg。均为低热值煤。（四）煤的牌号根据中国煤炭分类国家标准（GB575186）划分，矿区K4煤层属1/3焦煤（1/3JM），煤质199、为中高灰，低硫，低磷，低热值煤，可用作发电用煤，民用煤。根据中国煤炭分类国家标准（GB575186）划分，矿区K5煤层属1/3焦煤（1/3JM），煤质为高灰、高硫、特低磷低热值煤，可用作发电用煤、民用煤。二、煤质用途评价本矿所采原煤属中高高灰，低硫，特低磷、中高热值煤，可作炼焦用煤、动力用煤、民用煤。第二节 煤的加工从储量核实报告所列的煤质资料看，本区开采的K5煤层硫分属高硫煤，平均硫分大于1.5%。与国家环境保护总局环发200226号文：关于发布燃煤二氧化硫排放污染防治技术政策的通知中“对现有硫分大于2.0%的煤矿，应补建配套煤炭洗选设施”的规定对照，该矿应该对原煤进行洗选加工，以达到降硫目200、的。由于井田煤炭资源为优质的1/3焦煤，属紧缺煤种，在西部地区相当紧缺，需求量大，为了充分发挥煤种优势，提高附加值，所以原煤应进行洗选加工。虽然原煤灰分硫分较高，但通过洗选加工后，能达到脱硫降灰的目的，可以增加煤炭品种，能更好的满足不同用户的产品质量要求，选后优质低灰精煤可以用作炼焦用煤，中煤可用作电厂发电及工业用煤，矸石和煤泥也可用作制矸砖和水泥，达到了资源的合理利用，提高了产品附加值和企业综合经济效益。本矿的年生产能力为60kt/a，属小型煤矿，如果修建一个配套的选煤厂入洗本矿原煤，由于受投资和生产能力的影响，无法采用先进的分选工艺和设备以及先进的自动化手段，势必造成精煤产量较低，煤的损失201、增大，不能实现综合节能的目的。因此，建议本矿与附近的其它小型矿井共同投资建设一个入洗能力不低于300kt/a的重介选煤厂，采用原煤重介煤泥浮选尾煤压滤的工艺。该工艺不仅对原煤煤质的适应能力较强，而且成熟、可靠、灵活，工艺简单、分选效果佳。适合于多种原煤入洗的群矿型选煤厂。第三节 地面生产系统布置一、工艺方案及布置原则根据煤质情况、加工方式、业主要求、矿井开拓方式、矿井类型和煤炭产品外运方式，地面生产系统将由受煤、储煤、装车及计量等环节组成。受煤：矿车为1t标准矿车，设计上采用1t矿车单车摘钩翻车机，矿车轨距为600mm。储煤：采用露天储煤场，该方式投资少，储煤能力大，便于装车外运。储煤场容量为202、1500t，可储煤7天。装车：产品外运方式为汽车运输，设计上考虑在储煤场采用装载机装车外运。计量：原煤计量采用电子皮带称，产品计量采用地磅。工艺布置原则：充分利用地形地貌，考虑地面功能分区，达到系统简单、交通方便、煤流顺畅、使用管理方便。二、生产系统能力及主要设备选型本系统设计能力60kt/a，工作制度330d/a，每天两班作业。设备能力15t/h，不均衡系数取1.2。主要设备选型：1、101 1t矿车单车摘钩翻车机 手动翻车机 1台2、102 往复式给煤机 GMW-1型 1台3、103 移动式带式输送机 DY5015B型 1台4、 地磅 ZGZ-50C 1台5、 装载机 ZL50型 1台三、203、工艺流程矿井原煤矿车由绞车从井下提升至地面后，自溜到生产系统翻车机房。矿车经人工摘钩后再经翻车机将原煤卸至原煤缓冲仓中，仓中原煤由仓下给煤机给至移动式带式输送机，输送机将原煤拉至原煤堆场堆放，使用移动式带式输送机转运原煤可以增大堆场面积，提高生产效率。原煤最后由装载机装汽车外运。煤炭计量采用电子皮带称和地磅方式。四、排矸系统按矿井能力、生产工效计算排矸量：生产期间掘井矸石量 0.9万t/a。初期矸石作填沟处理，表面覆土植树；后期应考虑综合利用煤矸石，如作矸砖原料、水泥原料等。井下矸石矿车由绞车提升至地面后，人工推至井口西北方的矸石翻车机房，翻卸后暂时储放在矸石堆场中，再由装载机装车外运到当地的204、矸石砖厂。矸石翻车机：1t矿车用，手动翻车机第四节 地面生产辅助设施一、矿井机电修理在矿井井口工业广场内，设置矿井机电修理厂，主要承担本矿井机电设备的小修和日常维护保养，亦可承担部分难度不大的中修任务。维修中难度较大的设备大修及中修工作全部外委修理。维修中所需的标准件外购，非标准件中精度要求低、容易金加工的零件自制，其余精度高、金加工难度大的零件外委加工。矿井修理厂由机械及钳修理工段；电器修理工段；锻造工段；矿车修理（铆接及焊接）工段，四个工段组成。机修厂设置金属切削机床三台，锻压机床三台，电焊机设备二台，矿车修理设备二台，及其它小型设备。本机修厂金属切削机床为两班作业，年工作日为330天。二205、坑木加工在井口广场内设有坑木加工房一座，主要承担矿井生产煤炭所需的坑木加工，亦可承担部分房建维修所需的木材加工。坑木房主要配备加工木材的木工圆锯机一台，承担矿井木材的加工；设置的万能刃磨机一台，承担木工圆锯机设备，圆盘锯锯齿的刃磨。坑木房年工作日330天，每天一班作业。第八章 地面运输一、地区交通运输现状xx煤矿位于乐山市xx区xx镇境内，行政区划属xx区xx镇xx村十组，位于xx区253方向，直距约11.0 km。xx煤矿交通以公路为主，主井口有乡村公路与外界相通，至xx镇3km，至xx区约17 km，至乐山约40 km，交通较方便。二、进场公路区内各乡镇间均有公路相通，道路路面一般为碎石206、路面,这些公路以煤矿交通为主，其它交通量不是太高,所以能满足矿井开发建设特别是煤炭运输需要。工业场地与场外公路直接相通，该段路面宽6.0m，泥结碎石面层，已能满足场外运输的需要。三、外部运输 1、外运量：矿井外运货物主要为原煤，原煤外运量60kt/a，按330d/a工作制计算（与矿井生产工作制一致），每天外运煤约182t。运输不均匀系数按1.3计算，最大外运量为237t/d。2、日外运汽车车次煤炭外运任务由社会车辆承担，平均每车载重10t，最大外运煤为每天24车次。鉴于矿井运量小，地方运力富裕，本矿井的产品煤运输委托社会运力承担，设计不考虑设立汽车队。第九章 总平面布置及防洪排涝第一节 平面布207、置一、场址概况xx煤矿位于四川盆地西南缘，属盆周低山区，地势西南高东北低，最高点在矿区西北部，标高 +597.7 m，最低点为矿区东北南部xx，标高 +355 m，相对高差242.7 m。属侵蚀构造山地地形，其间为宽窄不一的小山谷。矿区水系属岷江水系，主要支流为沫溪河，从矿区外围北东部经过，平均流量50 m3/s，向东流经xx、西坝镇，在xx附近汇入岷江，矿区北部xx与中南部李家沟为常年流水沟，平均流量分别为0.42 m3/s、0.15 m3/s。矿区属亚热带潮湿气候，四季分明，夏季湿热多雨，冬季较冷，但无积雪期，最高气温为37.7，最低气温-2.6，年平均气温17。雨量较为充沛，常年降雨量1208、400 mm左右，其中69月降雨量占全年降雨量一半以上，相对湿度79%。根据中国地震动参数区划图（GB18306-2001）及建筑抗震设计规范（GB50011-2001），本区抗震设防烈度为度，设计基本地震加速度值为0.10g，设计地震第一组。矿区外围西南部有稀疏分布农户，全为汉族，粮食作物以玉米、小麦为主，水稻、薯类次之，另有少量水果、花生、油菜等经济作物。矿区植被发育，多为杂草与灌木。二、平面布置平面布置的原则是：1、结合地形、地貌、地质、水文、气象和协调井上井下关系，满足地面生产系统各环节要求，做到有利生产、方便生活、节约用地，减少投资。2、充分利用地形，避免高填深挖，减少土石方及建筑基209、础工程量。3、重要建筑布置在地质好的地方，与后期建设项目同时布置，便于前后衔接。4、综合协调建构筑物、堆场、轨道、管线、公路等各项的关系，做到紧凑合理，线路短，整齐美观。5、兼顾风向和朝向，加强环境保护和绿化。6、在满足生产使用的前提下，尽可能的简化生产系统，便于使用、管理。7、合理分区，尽量减少污染。根据以上原则，总平面布置如下：本矿井为扩建矿井，原有的生产系统已经能满足需要，本次设计将维持现状。根据上述原则，结合矿井开拓布署、对外运输方式、场外公路及场区自然地形条件，设计将整个工业场地按功能分为生产储运区、辅助生产区、行政福利区共三大功能区，现分述如下：1、生产区位于场地的南部，主要由窄轨210、原煤翻车机房、原煤坪、矸石翻车机房、矸石转运场等组成，工艺简捷流畅、使用快捷方便。2、辅助生产区由机修车间、材料库、坑木场和坑木加工房等组成。布置在场地的西北部，便于与井口联系。3、行政福利区基本利用原有的建筑设施，由井口综合楼、宿舍等建筑组成，基本满足需要。这里避开了生产区的污染，具有较好的通风、采光、绿化条件，供人员集散、办公、休息、车辆停放和绿化美化。4、围墙及道路边种植春季不飞花的乔木，并种植灌木绿篱，局部区域可设置花台、草坪以美化环境。平面布置详见工业广场总平面布置图C1745-447-1。工业场地主要经济技术指标见表9-1-1。表9-1-1 主要经济技术指标表序号项 目单 位数 211、量备 注1土石方： 填方314796挖方3152732窄轨铁路铺轨长507600mm轨距；22kg/m钢轨3挡土墙32412M7.5浆砌片石；M10水泥砂浆勾缝4场内公路22205块石垫层厚0.25m；C20砼路面厚0.2m5铺砌场地21114块石垫层厚0.25m；C20砼面层厚0.2m6排水沟6210.40.4m水泥浆砌片石M10砂浆抹面7围墙154砖围墙；高2.2m8大门座2自动门6.0m，铁大门4.0m9占地面积h21.7110绿化系数26.311建筑系数11712场地利用系数61.5四、绿化围墙及道路边种植春季不飞花的乔木，并种植灌木绿篱，局部区域可设置花台、草坪以美化环境。绿化面积约212、为0.45hm2。第二节 竖向设计及场内排水在竖向设计中，考虑以下主要原则：1、在满足防洪、排水和对外运输要求的前提下，场地标高根据土石方平衡条件确定。2、场地边坡支护方式根据各处坡高、地质条件区别对待，以安全、节约为主要原则。根据以上原则和场区自然地形条件及生产工艺布置要求，设计采用台阶式布置方式。生产区、辅助生产区为一个台阶，标高366.0m；原煤坪和矸石转运场位于372.8m台阶，便于同场外公路联系。场内排水设计为建筑周边均设明沟，排至场内道路边水沟中，再集中排到场外。场地排水横坡一般在510之间。为排除场地上游汇水，设计在场地四周设置截水沟，将场外雨水直接排至场外。第三节 场内运输场内213、运输采用窄轨铁路和公路相结合的运输方式。1、窄轨铁路窄轨铁路主要是面对主井的煤和矸石运输，坑木运输和材料设备的运输。窄轨铁路的技术标准是：15kg/m钢轨，600mm轨距，钢筋混凝土轨枕，15cm厚碎石道床，道床顶宽1.5m，路基宽度3.0m，每公里铺设1500根钢筋混凝土枕。弯道半径最小9m。凡窄轨铁路与场内道路相交处，钢轨铺设采用卧入式铺设，使其路面平坦。2、场内道路场内道路均为泥结碎石面层，主要道路路面宽6.0m，辅助道路路面宽4.5m，最小曲线半径9m（车间引道6m）。场内道路纵坡一般为04%，最大纵坡坡度不大于10%，道路总面积为2205m2。第四节 矿井其他工业场地布置一、风井场地214、回风斜井位于主井工业场地北面，回风斜井井口标高374.50m，占地0.10hm2。该场地布置风机配电房、值班室、瓦斯抽放站等建筑。二、排矸场地工业场地设矸石转运场地。矸石出井口部分用于填场，剩余的直接外运至矸石砖厂，进行加工利用。四、爆破材料库爆破材料库布置在工业场地的南面300m处，利用地形布置炸药雷管库。炸药库和雷管库按民用爆破器材工程设计安全规范要求留够安全距离，并建好附属设施。爆破材料库的选址及设计施工必须经当地公安部门审批。五、矿井占地面积总用地面积： 1.91hm2其中：主井工业场地用地面积： 1.71hm2回风斜井工业场地用地面积： 0.10hm2 爆破器材库场地用地面积： 0.215、10hm2第五节 管线综合布置本矿井工业场地有给水管道、污水管道、雨水管沟、压风管道、电力电缆、通讯电缆、井下水排水沟等七种主要管线、沟，在管线综合布置中，主要依循下列主要原则：1、管线布置根据负荷分布情况、厂区总布置要求以及各种管线的相互关系等因素综合考虑，各种主、干管线尽量避免交叉。干管尽量布置在靠近主要用户或支管较多的一侧。2、尽量减少管线之间、管线与道路之间的交叉。3、在管线综合布置中，遇到矛盾按下列原则处理：（1）管径小的让管径大的；（2）有压的让自流的；（3）可以弯曲的让不可弯曲的或难弯曲的；（4）施工工程量小的让工程量大的。电力电缆主干线设电缆沟、支线直埋或套管敷设；通讯电缆尽量216、与电力电缆共沟敷设，不能共沟时则穿钢管敷设；给排水管道均直埋敷设。第六节 防洪排涝工业场地附近无大的河流，场地不受洪水威胁。为防止在雨季洪涝对矿井工业场地和井下造成破坏，设计在工业场地四周均设有截水沟。工业场地内竖向坡度按流水坡度考虑，设有排水明沟和钢筋砼盖板沟，场区内水经水沟收集排入场外截水沟无内涝危害。因此，工业场地不受洪水威胁，无内涝危害。第十章 电 气第一节 供电电源该矿为双回路电源供电，其中一回路供电电源取自xx变电站，从该站以10kV的LGJ-50型架空输电线接入矿井地面10/6kV变电所，线路长2.5km；另一回供电电源取自天仙桥变电站，从该站以10kV的LGJ-50型架空输电线217、接入本矿井地面10/6kV 主变电所，线路长5km。xx变电站和天仙桥变电站均为当地骨干电网，矿井双回路供电电源稳定可靠。第二节 电力负荷经统计计算，矿井电力负荷如下： 全矿设备总容量： 1297.95kW；全矿设备工作容量： 1009.95kW；全矿总有功功率： 560.95kW；全矿总无功功率： 639.92kvar；功率因数 ： 0.67；补偿用电容器容量： 380kvar；补偿后总无功功率 262.72kvar；补偿后的功率因数： 0.91；吨煤耗电量： 27.5kWh/t。附表：10-2-1电力负荷统计表表10-2-1 电力负荷统计表序号负荷名称电压（V）电动机容量（kW）设备数量设218、备容量(kW)需用系数COStg计算容量变压器容量（kvA）备注全部工作全部工作有功负荷（kW）无功负荷（kvar）视在功率（kVA）一井下供电系统主变电所310401工作面（东）1湿式煤电钻127 1.2 3 3 3.60 3.60 0.55 0.70 1.02 1.98 2.02 2刮板输送机660221 1 22220.60 0.70 1.02 13.20 13.46 3截煤机660221 1 22220.60 0.70 1.02 13.20 13.46 4回柱绞车6602.21 1 2.22.20.50 0.70 1.02 1.10 1.12 5调度绞车66011.41 1 11.41219、1.40.50 0.70 1.02 5.70 5.81 6照明12721 1 220.90 0.90 0.481.80 0.86 1-6小计8 8 63.20 63.20 36.98 36.75 310401工作面（西）7湿式煤电钻127 1.2 3 3 3.60 3.60 0.55 0.70 1.02 1.98 2.02 8刮板输送机660221 1 22220.60 0.70 1.02 13.20 13.46 9截煤机660221 1 22220.60 0.70 1.02 13.20 13.46 续表10-2-1 电力负荷统计表序号负荷名称电压（V）电动机容量（kW）设备数量设备容量(kW220、)需用系数COStg计算容量变压器容量（kvA）备注全部工作全部工作有功负荷（kW）无功负荷（kvar）视在功率（kVA）10回柱绞车6602.21 1 2.22.20.50 0.70 1.02 1.10 1.12 11调度绞车66011.41 1 11.411.40.50 0.70 1.02 5.70 5.81 12照明12721 1 220.90 0.90 0.481.80 0.86 7-12小计8 8 63.20 63.20 36.98 36.75 1#掘进工作面13调度绞车66011.41 1 11.411.40.50 0.70 1.02 5.70 5.81 14照明12721 1 2221、20.90 0.90 0.481.80 0.86 13-14小计2 2 13.40 13.40 7.50 6.68 15局部通风机660114 2 44220.90 0.75 0.8819.80 17.42 26.37 250其他16320m排水泵660153 2 45300.70 0.70 1.02 21.00 21.42 17275m排水泵660153 2 45300.70 0.70 1.02 21.00 21.42 18240m排水泵660113 2 33220.70 0.70 1.02 15.40 15.71 19提升绞车660452 2 90900.70 0.70 1.02 63.0222、0 64.26 20乳化液泵站660452 1 90450.60 0.70 1.02 27.00 27.54 21刮板输送机660402 2 80800.65 0.70 1.02 52.00 53.04 续表10-2-1 电力负荷统计表序号负荷名称电压（V）电动机容量（kW）设备数量设备容量(kW)需用系数COStg计算容量变压器容量（kvA）备注全部工作全部工作有功负荷（kW）无功负荷（kvar）视在功率（kVA）22双速多用绞车660221 1 22220.60 0.70 1.02 13.20 13.46 23调度绞车66011.43 3 34.234.20.50 0.70 1.02 17223、.10 17.44 24泥浆泵6602.21 1 2.22.20.50 0.70 1.02 1.10 1.12 25探水钻660111 1 11110.50 0.70 1.02 5.50 5.61 26照明12722 2 440.90 0.90 0.483.60 1.73 16-26小计23 19 456.4370.4239.90 242.75 1-14，16-26小计41 37 596.20 510.20 0.71 321.36 322.93 455.58 无功补偿200 补偿后41 37 596.20 510.20 0.93 321.36 122.93 344.07 2500井下合计48.224、00 41.00 707.70 577.20 0.91 372.66 172.48 410.64 2500地面供电系统一工业广场变电所1办公楼380/22030300.60 0.70 1.0218.00 18.36 2职工宿舍30300.60 0.70 1.0218.00 18.36 3井口综合楼40400.60 0.70 1.0224.00 24.48 续表10-2-1 电力负荷统计表序号负荷名称电压（V）电动机容量（kW）设备数量设备容量(kW)需用系数COStg计算容量变压器容量（kvA）备注全部工作全部工作有功负荷（kW）无功负荷（kvar）视在功率（kVA）4机修、坑木11 11 7225、0.2570.250.35 0.70 1.0224.59 25.08 5空压机2 1 120600.70 0.70 1.0242.00 42.84 6其他及照明40400.60 0.70 1.0224.00 24.48 7提升绞车552 1 55550.70 0.70 1.0238.50 39.27 8机车充电22.53 2 67.5450.70 0.70 1.02 31.50 32.13 1-8小计18 15 452.75 370.25 0.70 220.59 225.00 315.09 无功补偿120补偿后18 15 452.75 370.25 0.90 220.59 105.00 244226、.30 2315二回风斜井变电所1主要通风机380/2202 1 110550.90 0.75 0.8849.50 43.56 2其他及照明10100.60 0.70 1.0224.00 24.48 3瓦斯抽放泵站2 4 8542.50.70 0.70 1.0229.75 30.35 1-3小计4 5 205.00 107.50 0.73 85.25 80.03 116.93 无功补偿60补偿后4 5 205.00 107.50 0.97 85.25 20.03 87.57 2160地面合计22 20 658 478 0.93 306 125 330.41 续表10-2-1 电力负荷统计表序号227、负荷名称电压（V）电动机容量（kW）设备数量设备容量(kW)需用系数COStg计算容量变压器容量（kvA）备注全部工作全部工作有功负荷（kW）无功负荷（kvar）视在功率（kVA）全矿合计67 59 1297.95 1009.95 0.93 647.00 265.38 699.31 有功0.85无功0.9549.95238.84599.57变压器损耗11.00 23.88 合计67 59 1297.95 1009.95 0.91 560.95 262.72 619.42 年耗电量165.2104kWh吨煤电耗27.5kWh/t第三节 送变电一、气象条件根据矿井所在地区气象资料和66kV及以下架228、空电力线路设计规范，确定本矿井架空输电线路原则上按以下气象条件设计：年平均气温13.3，最高气温为32，最低气温为-7。二、10kV线路导线及杆塔矿井地面10/6kV 主变电所计算用有功功率为560.95kW，xx变电站和天仙桥变电站两回10kV线路，按经济电流密度和允许载流量选择，并按允许电压损失校验，矿井扩建后，利用现有的10kV电源线路导线，仍能担负矿井全部负荷。从矿井的现有情况考虑，本着保证煤矿供电的安全可靠及技术经济合理性，综合比较，并与当地供电部门及业主协商后，确定矿井的供电电源仍由现有的两变电站提供。 第四节 矿井10/6kV变电所一、短路电流计算矿井地面10/6kV 主变电所一229、回10kV电源取自xx变电站，另一回10kV电源取自天仙桥变电站，由于目前缺乏两变电所的相关短路资料，设计按电源线路所在变电站馈出柜中断路器额定开断电流（25kA）进行短路电流计算，变电所短路电流计算：短路电流计算结果见表10-4-1，主要设备选择及校验见表10-4-2。表10-4-1 短路电流计算结果表 短路点位置项目地面10/6kV变电所10kV母线段地面10/6kV变电所6kV母线段井下主变电所6kV母线段短路电流(kA)51.81.7短路容量(MVA)892019短路冲击电流(kA)12.84.64.4短路全电流有效值(kA)7.62.82.6经校验，设计选用的主要电气设备均满足动稳定230、和热稳定要求。由计算得知，10kV和6kV交联聚乙稀铜芯电缆选择最小截面为35mm2。二、电气主接线矿井10/6kV 主变电所设于主斜井工业广场内，根据变电所负荷、电源及出线回路数，变电所的10kV和6kV均采用单母线分段接线。三、主要电气设备选择及安装布置目前本矿井地面高压配电采用10kV供电，井下高压配电采用6kV供电，为了充分利用现有电气设备，减少不必要的投资，本设计矿井地面高压配电仍采用10kV供电，井下高压配电仍采用6kV供电。矿井地面10/6kV变电所6kV侧计算有功功率为341.16kW，视在功率为368.9kVA（电容补偿后），设计利用原有的S9-500/10，10/6kV，5231、00kVA变压器1台，新选用S11-500/10，10/6kV，500kVA变压器1台，两变压器接线组别为Y,d11，单台变压器负荷率为83%。主变压器采用室外布置。矿井10/6kV 主变电所10kV配电装置选用GG-1A(F)户内高压开关柜12台，其中进线柜2台、馈出柜6台、PT柜2台, 母联柜2台；6kV配电装置选用GG-1A(F) 户内金属铠装移开式高压开关柜8台，其中进线柜2台、馈出柜2台、PT柜2台、母联柜2台。变电所为单层布置，除10/6kV变压器进出线均采用母排方式外，其他10kV和6kV线路进出线均采用电缆方式。四、所用电源及直流电源矿井地面10/6kV 主变电所所用电取至地面232、工业场地变电所0.4kV不同母线段上，所用电设所用电屏，可互为备用，自动切换。矿井地面10/6kV 主变电所操作电源选用智能高频开关直流电源柜，直流系统电压为220V，以作为变电所、保护、自动装置、信号及事故照明之用。表10-4-2 主要设备选择及校验 序列设备名称型号电压(kV)电流(A)开断电流(kA)关合电流峰值(kA)动稳定(kA)热稳定(kA)热稳定截面(mm2)110kV进线断路器（G11柜）ZN28-10/630-2010/1036/6305/2012.8/5012.8/507.6/20210kV馈出断路器（G13柜）ZN28-10/630-2010/1012/6305/2012233、.8/5012.8/507.6/2036kV进线断路器（B101柜）ZN28-10/630-206/641/6301.8/12.54.6/31.54.6/31.52.8/12.5410kV电流互感器（G11柜）LZBJ1-1212/1036/7512.8/707.6/28510kV馈出断路器（G13柜）LZBJ1-1212/1012/3012.8/257.6/1066kV进线断路器（B101柜）LZBJ1-1212/641/754.6/172.8/776kV进线断路器（井下主变电所）与开关柜配套6/636/6301.7/12.54.4/31.54.4/31.52.6/12.5810kV铜芯电缆234、*YJV22-10kV102696kV铜芯电缆*YJV22-6kV610 注：1. 表中分子为计算值，分母为设备参数。五、控制、保护及测量系统矿井地面10/6kV 主变电所设成套微机综合自动化系统，变电所10kV进线断路器、10kV和6kV母线分段、各10kV和6kV馈出线路断路器均可在主控制室集中操作，也可就地操作。变电所主要电气设备继电保护及自动装置配置如下：1、10kV电源线路限时电流速断保护、过电流保护。2、10kV、6 kV母线分段电流速断保护、过电流保护。3、10kV、6 kV线路电流速断保护、过电流保护、单相接地保护。4、变压器电流速断保护、过电流保护、单相接地保护、瓦斯保护、过235、负荷保护、温度保护。经计算本矿井单相接地电容电流约为3.2A，未超过规程规定的20A要求，故现不安装限制单相接地电容电流装置；矿井较大功率的设备均要求随设备配套的电控设备带有谐波滤波装置，故本矿不再安装谐波滤波装置。六、过电压保护及接地装置为防止直击雷及雷电波侵入、过电压等设置相应的保护设施。变电所设置避雷网进行防雷保护，变电所各段及10kV、6kV母线均设有过电压保护器；为防止真空断路器操作过电压，各断路器柜均装设有组合式过电压保护器。变电所设接地网，其工频接地电阻不大于1。电气设备金属外壳、设备构架、支架、开关柜及控制保护屏基础槽钢或角钢、电缆金属外皮等均就近与接地网连接。七、变电所照明矿236、井地面10/6kV 主变电所采用交流220V电源为常用照明。10kV、6kV配电室采用组合灯具，其余各室内及室外照明均采用节能荧光灯、白炽灯、工厂灯等进行直接照明。事故照明采用直流220V电源。事故照明灯正常时由交流供电，事故时自动切换至直流电源供电回路。10kV、6kV配电室及其他配电室等装设事故照明。第五节 地面供配电一、高压配电系统矿井10/6kV 主变电所共引出4回10kV馈出线，2回6kV馈出线，其中2回10kV馈出线至10/6kV 主变电所附设工业场地10/0.4kV、2回6kV馈出线至井下主变电所，2回10kV馈出线至回风斜井变电所。二、低压配电系统根据工业场地地面负荷分布情况，237、拟设以下变电所：（一）10/6kV 主变电所附设工业场地10/0.4kV变电所有功功率：219.57kW无功功率：69.61kvar功率因素：COS0.90视在功率：230.34kVA该变电所两回10kV电源采用电缆引自矿井10/6kV 主变电所10kV不同母线段上，电缆采用ZR-YJV22-8.7/10kV 335。变电所内设S11-315/10，10/0.4kV，315kVA变压器2台， GGD2型低压柜8台，其中2台为进线柜，5台为馈出柜，1台为联络柜；设GGJ1低压电容补偿柜1台，补偿静电电容120kvar，补偿后的功率因素为0.90。0.4kV母线采用单母线分段接线。2台S11-31238、5/10，10/0.4kV，315kVA变压器主要担负矿井办公楼、空气压缩机、机修车间、主斜井提升绞车、室外照明等用电。单台变压器运行时的负荷率73%，单台变压器保证系数1.3，当一台变压器故障时，另一台变压器能担负全部负荷，保证生产正常进行。（二）回风斜井变电所该变电所设在回风斜井井口附近，其两回10kV电源采用LGJ-35型架空线路引自矿井10/6kV变电所10kV不同母线段上，电源线路单回路线路长约1.1km，变压器进线侧采用户外隔离开关加户外式断路器进行保护，选用S11-160/10，10/0.4kV，160kVA变压器2台，GGD2低压柜6台，风机起动柜2台，GGJ1低压电容自动补偿239、柜1台，补偿静电电容60kvar，补偿后的功率因素为0.97。变电所0.4kV母线采用单母线分段接线。该所主要担负回风斜井主要通风机、瓦斯抽放泵站、室外照明等用电。单台变压器运行时的负荷率55%，单台变压器保证系数1.8。一台变压器故障时，另一台变压器能担负全部负荷，保证生产正常进行。三、工业场地照明矿井地面按动力和照明共设变压器设计。所有照明线路均单独设置，室内照明采用TN-S系统，对移动设备的供电回路设有漏电保护装置。矿井通风机房、各变变电所等需要事故照明的场所一般采用双电源自动切换的照明装置来实现，个别场所采用应急灯作为应急照明。检修照明采用36/24/12V电源。主要道路设高压钠灯路灯240、照明。室内照明与室外照明原则上分回路供电，分回路控制。道路一般照明直接由就近的10/0.4kV变电所分片区供电，光电自动控制。路灯照明采用埋地敷设电缆线路。矿井10kV系统采用不接地系统，低压系统采用TN-C-S系统及TT系统，TT系统主要应用于瓦斯抽放站及室外路灯照明。四、场地动照线网工业场地内压风机房、机修车间、锅炉房等处采用电力电缆沿电缆沟或直埋敷设至各配电点，进户处穿钢管保护。穿越道路和轨道处应考虑电缆沟盖板强度。路灯照明采用埋地敷设电缆线路。五、工业及民用建筑物防雷地面建（构）筑物均按现行建筑物防雷设计规范的要求装设防雷设施。对主要通风机房、压风机房等设置防直击雷和防高电位引入的措施241、。架空进线的变（配）电所，其高低压侧均装设避雷器。架空进出线的终端杆上均装设避雷器。地面炸药库按一类防雷建筑物设置防直击雷和防高电位引入的措施。第六节 井下供配电一、井下负荷及井筒电缆选择井下电力负荷：有功功率：341.16kW无功功率：140.35kVar自然功率因素：COS0.92视在功率：368.9kVA矿井为双回路电源线路下井，分别引自工业场地10/6kV 主变电所6kV不同母线段上，采用MYJV22-3.6/6kV，335mm2煤矿用铜芯交联聚氯乙烯绝缘钢带铠装阻燃电力电缆，单回路长约1.1km，经主斜井至井下主变电所。6kV下井电缆选择：地面至主变电所电缆；井下主变电所计算负荷34242、1.16W，计算电流36A，经济电流截面18mm2，考虑到今后负荷增长，故选择MYJV22-3.6/6kV 335mm2煤矿用铜芯交联聚氯乙烯绝缘钢带铠装阻燃电力电缆，载流量159A（空气中35时），6kV下井电缆单回运行时的电压降为0.75Ue，综上所述其载流量和电压降均满足要求。二、井下变电所接线系统及设备选型井下供电电压为6kV、660V、127V。井下共设一处变电所：主变电所。主变电所内设BGP-630/6型矿用隔爆型高压真空配电装置共7台、BKD9型矿用隔爆低压真空配电装置20台、KBSG-500/6，6/0.69kV，500kVA型矿用隔爆干式变压器2台、KBSG-50/6，10/243、0.69kV，50kVA型矿用隔爆干式变压器2台，BBW1-660/100kvar矿用隔爆型电容补偿成套装置2套等。变电所10kV母线采用单母线分段接线，0.69kV母线采用单母线分段接线，局部通风机0.69kV母线采用单母线接线。2台KBSG-500/6，6/0.69kV，500kVA型矿用隔爆型干式变压器，为310401对拉工作面、310401对拉工作面运输巷、暗斜井提升绞车、各排水泵房排水泵、1#、2#掘进工作面（除局部通风机）等设备用电。2台KBSG-50/6，10/0.69kV，50kVA型矿用隔爆型干式变压器，为各掘进工作面局部通风机用电。三、井下低压系统保护装置矿井为高瓦斯矿井，244、局部通风机采用双电源供电，采用两台专用变压器、专用开关及专用电缆。局部通风机采用双风机矿用隔爆磁力起动器控制，实现运行风机和备用风机自动切换，保持局部通风机连续运转、均衡供风、风流稳定。掘进工作面中的电气设备实现风电瓦斯闭锁，只有局部通风机开始运行后才能起动掘进工作面的电气设备，一旦局部通风机停止运行或瓦斯超标，风电瓦斯闭锁装置立即切断局部通风机供风巷道中的一切电气设备的电源。采煤工作面中的电气设备实现瓦斯电闭锁。井下所有隔爆开关均设有短路、过负荷、漏电及断相等保护。漏电保护能对低压电缆及设备进行漏电保护。低压电缆均采用矿用橡套电缆或矿用屏蔽橡套电缆。四、井下接地保护系统井下所有电气设备的金属245、外壳均采用电力电缆的铠装层或橡套电缆的接地芯线作为系统接地线，在+240m水泵房主副水仓内设2块1.5m0.5m5mm镀锌钢板作为主接地极，在变电所及配电点等处的水沟中设G50钢管或1.2m0.5m5mm镀锌钢板作为局部接地极，所有电气设备的金属外壳均采用橡套电缆的接地芯线作为系统接地线，并与主接地极、局部接地极作可靠的电气连接，接地网上任一保护点测得的接地电阻不得大于2。每一移动式和手持设备配电点接地电阻不得大于1。五、井下照明系统主变电所、各水泵房、机电设备硐室、车场等处均设固定照明。变电所、机电硐室灯距为3m，其余地点为10m。固定照明灯具选用DGS18/127，127V隔爆型节能灯，红246、色指示灯为DGS-13/127B，127V。照明变压器选用ZBX-2.5，2.5kVA 660/127V照明综合保护装置，具有短路、过载及漏电保护。照明电缆选用MY-0.38/0.66，310+110矿用橡套软电缆及MZ-0.3/0.5，3414矿用电钻橡套电缆。第七节监控、通信及计算机管理一、安全、生产监控与矿井自动化（一）生产安全监测矿井为高瓦斯矿井，为确保井下安全生产，根据煤矿安全规程和煤炭工业矿井设计规范有关规定，矿井设置安全生产监测系统对井上下各种参数及大型机电设备的工作状态进行实时监测，以便生产管理人员及时掌握生产情况，采取正确有效措施，使生产顺利进行，防止事故发生。根据井下开拓方247、式及采掘工作面配置情况，在井下各采掘工作面、主要回风巷、主要运输巷、机电硐室及大巷等处设置瓦斯、风速、温度、负压、风筒、一氧化碳、风门开关等传感器以及电力监测、生产监测监控等传感器。为提高劳动生产效率，减轻工人劳动强度，实现现代化管理，对矿井主要机械设备的工作状况、各局部通风机开停、主要通风机运行状况、空压机运行状况、10kV变电站及井下主要变配电所运行状况实现监测。矿井生产安全监测监控系统利用矿井现有KJF2000型升级为KJF2000N型煤矿监控系统，该监测监控系统采用时分制分布式结构，主要由地面中心站、网络终端、图形工作站、通信接口、实时多屏、系列监控分站、各种传感器和控制执行器等部分组248、成，是一套集矿井安全监控、生产工况监控、网络信息管理及多种监测子系统为一体的全网络化矿井安全生产综合监控系统。该系统具有报表、曲线、图形等屏幕显示、模拟盘显示、打印和绘图、数据存储调用、参数超限报警、控制等多种功能，各分站既能与监控中心汇接，又可独立工作。系统具有传输故障、设备故障、供/断电状况和软件运行故障等的自诊断功能，还具有远程维护功能。地面中心站设在工业场地办公楼调度室内，配备多画面显示屏、打印机等。实时连续地监测井下、井上各种环境安全参数和生产工况参数，监测参数可长期连续以磁盘文件方式存储并自动进行统计分析。当系统监测的有害参数超限时，能自动报警。中心站应双回路供电并配备不小于山特-249、2KVA不间断电源。中心站设备应有可靠的接地装置和防雷装置。配备监控主机2台，其中1台备用。井下安全监测工必须24h值班，每天检查煤矿安全监控系统及电缆的运行情况。使用便携式甲烷检测报警仪与甲烷传感器进行对照，并将记录和检查结果报地面中心站值班员。当两者读数误差大于允许误差时，先以读数较大者为依据，采取安全措施，并必须在8h内将两种一起调准。传感器经过调校检测误差仍超过规定值时，必须立即更换；安全监控设备发生故障时，必须处理，在更换和故障处理期间必须采用人工监测等安全措施，并填写故障记录。二、通信（一）行政通信根据矿井人员配备情况和当地通信网的现状，本片区已形成了较完善的通信网，其通信系统均已250、实现程控化，具备将全片区的行政通信系统纳入公用网的条件。故本矿井不再另设行政交换机，供行政办公使用的电话采用虚拟网的方式就近接入电信公共本地网。行政电话约需60门左右。地面移动通信利用中国移动通信和中国联通网络完成。（二）生产调度通信根据本矿生产能力、在籍职工人数及生产管理岗位等因素，在工业场地井口综合楼调度室内设置KTJ3型矿用数字程控调度交换机一台，容量60门，主要供井下和地面各生产部门使用。生产调度总机与矿井生产安全监测室合建，在调度室设一台话务台进行生产调度。工业场地矿用数字程控调度交换机与电信局交换机之间设四对中继线，利用引至工业场地的通信电缆。为了提高紧急状态下，井下各生产场所通讯251、的及时性、准确性和可靠性，保持井下与地面指挥系统、安全救援系统及时、快捷、便利的通讯联系，在井下采煤工作面上下出口，各掘进工作面、+320m水泵房、+275m水泵房、集中轨道下山绞车房、充电变流硐室、+240m水泵房及变电所、轨道下山绞车房、井底车场等处设生产调度电话，地面矿井变电所、主通风机房、生产管理部门、安全监察部门、主斜井井口、地面固定瓦斯抽放泵站、矿山救护队和矿长室等处设生产调度电话。下井电话电缆选用MHY32型通信电缆两条，敷设于主斜井井筒的不同间隔内，同时使用，相互之间有联络电缆，当任一条电缆出现故障时，可迅速转接，保证井下主要电话用户的通信。（三）有线电视工业场地内有部分夜间值252、班人员及住家，为丰富和引导职工健康的业余生活，更好地宣传党的方针政策，设计考虑由当地有线电视信号引进工业场地，通过同轴电缆传至工业场地用户。三、计算机管理为实现全矿井业务部门数据信息共享、生产经营综合调度，在矿内设置以高速以太网为基础的计算机局域网，将矿井生产及安全监控系统接入计算机局域网，并对矿内各职能部门生成的各种信息集中进行处理，供矿领导及相关的决策部门实施有效的管理和控制，为生产计划的制定提供各种有用资料。计算机管理中心设在工业广场办公楼内，在矿长、总工、调度、通风、生产经营、劳动人事、财务、机电及设备管理等部门设工作站。服务器选用网络专用服务器，各工作站采用品牌计算机，并配置相应软件253、。为提高互联网接入安全性，局域网设置了软件防火墙。第十一章 工业建筑及行政、公共建筑第一节 设计依据及原始资料一、设计依据、指导思想本设计按照国家有关规范、标准，从有利生产、生活、经济、合理的原则出发，根据该煤矿的特点进行设计。xx煤矿生产辅助性建(构)筑物面积指标以煤炭工业矿井设计规范（GB50215-2005）及煤炭工业小型矿井设计规范（GB50399-2006）为依据，按矿井设计生产能力60kt/a和国家规定指标计算确定。设计采用规范：煤炭工业矿井设计规范 （GB50215-2005）煤炭工业小型矿井设计规范 （GB50399-2006）建筑设计防火规范 （GB50016-2006）建筑254、结构荷载规范 （GB50009-2001）（2006年版）混凝土结构设计规范 （GB50010-2002）建筑抗震设计规范 （GB50011-2001）(2008年版)砌体结构设计规范 （GB50003-2001）建筑地基基础设计规范 （GB50007-2002）二、气象资料矿区气候为亚热带潮湿气候，春、夏、秋、冬四季分明，夏季湿热多雨，冬季较冷，但无积雪期，最高气温为37.7，最低气温-2.6，年平均气温17。雨量较为充沛，常年降雨量1400mm左右，其中六至九月降雨量近于年降雨量的一半，相对湿度79%。三、工程地质及地震资料根据中华人民共和国2001年2月出版的1：400万中国地震动参数区255、划图（GB18306-2001）及国家规范标准抗震设计规范（GB50011-2001），该煤矿所在地区地震抗震设防烈度七度，设计地震分组为第一组，地震加速度值为0.10g。本矿井地面建（构）筑物均按抗震设防烈度七度进行抗震设计,按建筑抗震设计规范和煤炭工业矿井设计规范有关规定办理。本矿建构筑物除特殊情况外抗震等级均为三级，建筑抗震设防类别丙类。施工图设计时，必须以批准工程地质报告作出的建筑场地类别和岩土地震稳定性评价为依据，进行地面建（构）筑物的抗震设计。由于本次初步设计未做工程地质勘察工作，按实地踏勘情况，现作简要概述。施工图设计时需补做工程地质勘察，届时以批准工程地质勘察报告为设计依据。矿256、区位于四川盆地西南缘，属盆周低山区，地势西南高东北低，最高点在矿区西北部，海拔标高+597.7m，最低点为矿区东北南部xx，海拔标高355m，相对高差242.7m。区内地形属山地侵蚀构造地形，其间为宽窄不一的小山谷。根据实地踏勘情况分析，初步认为区内建筑场地类别为类；场地内新建建筑均需经过工程地质评价，提出对滑坡、溶洞、断层破碎带、古河道、采空区、湿陷性黄土、冻土、膨胀土等不良地质情况的结论和建议。地面建筑应避开危岩、崩塌、滑坡、塌陷等不良工程地质地段，少数难以避免的建筑回填土地基必须采取相应处理措施。施工设计时按工程地质报告评价结论，因地制宜地采用安全、经济的地基、基础设计处理方法。四、建筑257、材料与构配件建筑材料：矿井建设中所需建材如砖、瓦、石灰等可在就地农村烧制，砖以MU10考虑；砂和卵石本县范围内就近采集供给；场区附近的部分挖方石材,可作为部分建、构筑物基础；坚硬砂岩可作为次要建筑和围护结构的砌体材料；钢材、木材、水泥县内就近购买；以上材料一般由汽车运输。第二节 工业建筑物与构筑物一、工业建（构）筑物的结构形式工业建筑物及构筑物的建筑面积、结构型式，主要是根据生产工艺的要求、服务年限、防火等级、规范要求等条件确定的。该矿井为扩建工程，地面建（构）筑物需新建翻车机房、变电所、空压机房、瓦斯抽放泵房、高位水池、绞车房等建（构）筑物，以满足生产需要。本矿主要地面工业建筑物结构形式如下258、：1、翻车机房、变电所、空压机房、瓦斯抽放泵房、消毒设备间等小型建筑物层数均为单层，且跨度小、荷载小。根据经济合理、安全适用的原则，故采用砖混结构，拟采用素砼条形基础。2、绞车房等建筑物跨度大、荷载较大。根据经济合理、安全适用的原则，故采用框架结构，拟采用钢筋砼柱下独立基础。本矿井工业建筑物的窗均采用塑钢窗；门一般采用木门，特殊情况时采用钢或钢木门，钢筋砼结构填充墙均采用空心砖，外墙面为喷涂水泥砂浆墙面，内墙面为水泥砂浆墙面。二、采用的标准图集本设计中采用的主要标准图集：建筑采用西南地区建筑标准设计通用图、钢筋混凝土雨篷（03J501-2）；结构采用平面整体表示方法制图规则和构造详图图集（03259、G101）、钢筋混凝土过梁（西南03G301）、挡土墙（04J008）、钢筋混凝土雨篷（03G372）、多层砖房抗震构造图集（西南03G601）等标准图集。三、工业建筑物现状矿井原生产能力30kt/a，省政府批准川办函200717号该矿整合为60kt/a以来，便投入大量资金对矿井地面生产生活设施进行了扩容，目前除部分尚需新建外，大部分已经满足扩建为60kt/a井型的需要。根据对矿井现在全部已建成建筑的调查，进行统计，矿井现有建筑调查表详见表11-2-1。表11-2-1 矿井现有建筑物表序号项目名称建筑面积(m2)层数结构类型1锅炉房901砖 混2取水泵房301砖 混3地面炸药库401砖 混4雷260、管库201砖 混5地磅房121砖 混6停车场2161钢结构7油脂库301砖 混8消防材料库361砖 混9保安门卫室301砖 混10机修车间1501框 架11坑木房601砖 混12材料库1501砖 混13风机房值班配电室721砖 混五、工业建筑物与构筑物特征新建工业建（构）筑物结构特征见表11-2-1。表11-2-2 矿 井 新 建 建 （构） 筑 物 结 构 特 征 表序号工 程 名 称檐高(m)工 程 量结 构类 型技 术 特 征室 内 工 程备注 占地面积（m2）建筑面积（m2）建筑体积（m3）地道或栈桥长度(m)基 础墙楼板屋盖门窗地坪照明给排水采暖通风类型深度一地面生产系统1原煤翻车机261、房（地面以上部分）4.53636162砖 混素 砼1.2砖钢筋砼木砼有有无自然2原煤翻车机房（地面以下部分）7.5147钢筋砼钢筋砼1.5钢筋砼漏斗3矸石翻车机房4.53636162砖 混素 砼1.2砖钢筋砼木砼有有无自然小 计7272471二供电通风系统1空压机房4.59090405砖 混素 砼1.2砖钢筋砼木砼有有无自然2变电所4.5400180810砖 混素 砼1.2砖钢筋砼木砼有有无自然3瓦斯抽放泵房6.09090540砖 混素 砼1.2砖钢筋砼木砼有有无自然小 计5803601755三给排水主要构筑物1高位贮水池400钢筋砼钢筋砼1.5小 计400四、生产辅助用房1绞车房6.0909262、0540框 架钢筋砼1.5砖钢筋砼木砼有有无自然小 计9090540第三节 行政与公共建筑一、建筑设计（一）设计依据行政公共建筑设计依据及建筑标准严格按煤炭工业矿井设计规范,煤炭工业部工业矿井建设标准及建筑设计防火规范的有关规定严格执行。（二）行政、公共及居住建筑面积计算1、计算基数原煤生产人员合计259人（在籍人数），其中管理人员13人，原煤生产最大班出勤人数63人。2、计算结果根据煤炭工业矿井设计规范有关技术指标规定，确定行政、公共建筑面积。本矿井口综合楼（包括矿灯房、自救器室、井口急救站、通讯及调度室、监测监控室、井口值班室、浴室及更衣室等）、单身宿舍、办公楼、食堂及部分小型建筑设施均已263、经建成，对原建筑功能进行调整后，可以满足矿井的生产生活需要，不需新建。该矿行政、公共建筑总面积计算详见表11-3-1。（三）建筑设计1、平面设计行政公共建筑包括井口综合楼、门卫等建筑物。建筑设计以“有利生产、方便生活、节约用地、减少压煤”为原则。根据建筑物的功能特点，充分利用地形、合理处理建筑物的位置与朝向，以便生产使用。结合场地人车流路线，上下井路线及净、脏分开的原则，将办公室、任务交待室、浴室、更衣室、矿灯房等联合成井口综合楼建筑修建；以便使建筑在平面布局及立面造型上达到统一、协调的效果。表11-3-1 工业广场行政、公共建筑面积计算表序号建 筑 名 称指 标计 算面 积（）采 用面 积（264、）备 注1办公室24/人312612利用原有建筑2会议室903宣传阅览室904门卫室305矿区医疗906单身宿舍7.0/人13771377利用原有建筑7食 堂（含餐厅、厨房、库房等）300300利用原有建筑8各队任务交待室及办公室80每队160929利用原有建筑9井口浴室淋浴间1.0人73更衣室0.8人205辅助用房303010矿灯房和自救器室存灯室0.13人33辅助用房3030自救器室0.13人3311井口急救站8012通讯及调度室6013监测监控室4514井口值班室3015矿井救护队6016洗衣房及烘干室3016井口等候室6017公共厕所30每处6060利用原有建筑18汽车库162162利265、用原有建筑合 计344034402、立面设计立面设计对体型、体量、层数、尺度、格调和色彩等方面都做了认真的考虑。采用现代建筑简洁、明快和虚实对比的手法，使建筑体型高低错落、比例协调。立面设计采用简洁大方的形体，以横竖线条的对比构画出建筑的整体形象，局部屋顶采用特殊构架处理以丰富建筑的立面效果，使建筑产生现代感。3、室内外装修及色彩室内装修内墙面、顶棚采用水泥砂浆抹灰，外刷白色涂料。楼地面采用水磨石或地砖面层。外墙装修采用外墙面砖，色彩以浅色调为主。4、屋面及卫生间防水屋面及卫生间采用现浇钢筋混凝土，采用SBS防水卷材。屋面采用刚性防水屋面，防水等级为II级或级。（四）浴室设备计算根据煤炭工业矿266、井设计规范有关技术指标要求，经计算，得出浴室设备数量如下：总入浴人数：621.35=84人其中：女入浴人数：840.1=9人男入浴人数：840.9=76人更衣室设置存衣柜，按原煤生产在籍人员计,男职工每人设置闭锁式衣柜一个，内分两格，并预留20%的备用位置。女职工及其它人员按每两人设一柜计算，只供入浴时使用，不设固定衣柜。共计柜子数为：闭锁式衣柜 276个女职工和其它人员临时衣柜 30个矿井浴室、更衣室设备见表11-3-2。（五）矿灯房设备计算矿灯房采取集中管理的方式设计。矿灯数量为井下在籍人数加50%管理人员之和乘以125%计。矿灯设备共计：KL4LM整体式锂电LED矿灯： 270盏KTSE267、-102型灯架： 4架 （包括备用位置）浴室、矿灯房为高窗或天窗自然通风，更衣室考虑利用锅炉蒸汽取暖。矿灯房设置2个收发窗口，收发灯室按设计矿灯盏数增加30%的备用位置。设备数量详见表11-3-2。表11-3-2 矿灯房、浴室设备数量表 序号项目名称单位计算数量采用数量备 注矿 灯 房1KL4LM整体式锂电LED矿灯盏2702702KTSE-102型灯架架34备 一 浴 室1男淋浴器个182男更衣柜个2763女淋浴器个54女职工和其它人员临时衣柜个305洗脸盆个数个6第四节 居住区随着社会经济建设的发展，矿井均不考虑设家属住宅、学校和医院等，全部依托社会。根据房改政策，职工可购买商品房，福利设268、施由社区统一管理。第十二章 给水、排水及供热第一节 设计范围及设计依据一、设计范围该矿为独立扩能矿井，扩能完成后的原煤产量为60kt/a。矿井在主斜井（井口标高+372m）处已建有一定规模的给排水及采暖设施，并配置有相应的设备，故此次给排水及暖通设计是在充分利用矿井原已有给排水及暖通设施和设备的基础上，按扩能达产后的矿井生产规模及现行有关设计规范的要求，对地面给水、排水系统及热水供应系统，井下消防、洒水管路系统进行设计。二、主要设计依据1、污水综合排放标准GB8978-1996；2、煤炭工业污染物排放排准（GB20426-2006）；3、生活饮用水卫生标准GB5749-2006；4、建筑给水排269、水设计规范GB510015-2003；5、室外给水设计规范GB50013-2006；6、室外排水设计规范GB50014-2006；7、建筑设计防火规范GB50016-2006；8、煤炭工业小型矿井设计规范GB50399-2006；9、煤矿井下消防、洒水设计规范GB503833-2006；10、煤矿井下粉尘综合防治技术规范AQ1020-2006；11、四川省乐山市xx区石林井田xx煤矿煤炭资源储量核实报告；12、由甲方提供的其它现场资料。第二节 给 水一、用水量及用水标准（一）用水量经计算，矿井一昼夜的总用水量为321.9m，最大小时用水量为36.7m，设计秒流量为10.2L。其中：地面生活用水270、一昼夜用水量为147.1m，最大小时用水量为26.3m；生产用水一昼夜用水量为57.5m3，最大小时用水量为5.6m3。（二）用水标准本工程采用的各用水量标准按国家各给排水设计规范中给出的生活、生产用水量标准计算，各设备、器材的用水量标准按设备、器材的额定用水量和部份经验数据得出。矿井各部份用水标准及用水量见表12-2-1。二、水质及水压要求（一）水质该矿的总用水量较小，用水水质统一按生活饮用水卫生标准（GB5749-2006）要求进行处理。在条件成熟时，利用矿井水作为部分供水水源，则根据矿井用水的不同性质要求采用分质供水，一般生产及生活用水按满足生活饮用水卫生标准的要求处理；地面消防洒水及井271、下生产、消防洒水按满足煤炭工业小型矿井设计规范GB50399-2006第13.5.7条中给出的水质标准要求执行。锅炉用水的水质按低压锅炉水质标准（GB1576-1996）要求执行。（二）水压 表12-2-1 用 水 量 表序 号 用 水 项 目用 水 标 准用水人数用水时间(h)用 水 量备 注一昼夜最大班昼夜(m)小时不均匀系数最大小时流量(m)秒流量(L)一、生活用水1职工生活用水35L/人班207 83 87.2 2.5 2.3 0.6 2单身职工生活用水115L/人日225 2025.9 2.0 2.6 0.7 3食堂用水20L/人餐 2餐/人207 128.3 1.5 1.0 0.3272、 4浴室用水：淋浴用水13个淋浴头，每个用水540L/h66 321.1 1.0 7.0 2.0 池浴用水S=16m H=0.7m83 634.9 1.0 5.8 1.6 5门诊急救站用水300L/床d2床120.6 2.0 0.1 0.0 6锅炉房用水2m/h612.0 2.0 4.0 1.1 7洗衣房用水1.5kg/人d 80L/kg150 1218.0 1.5 2.3 0.6 8其它用水按以上各项用水之合的15%计2419.2 1.5 1.2 0.3 小 计147.1 26.3 7.3 二、生产用水1汽车队用水150L/辆d9辆241.4 2.0 0.1 0.0 2机修车间用水5L/td273、181t120.9 2.0 0.2 0.0 3矿灯房用水3L/盏d150盏160.5 2.0 0.1 0.0 4绿化及防尘用水60L/td181t1210.9 1.5 1.4 0.4 5井下防尘洒水200L/td181t1636.4 1.5 3.4 0.9 6其它用水按以上各项用水之合的15%计247.5 1.5 0.5 0.1 小 计 57.5 5.6 1.5 三、消防用水1地面消防用水234m/次24117.0 1.0 4.9 1.4 补充水按48h计2井下消防用水162m/次只计入地面消防补充水量小 计 117.0 4.9 1.4 总 计321.6 36.7 10.2 主斜井（井口标高+274、372m）工业场地处的地面消防按T+30m要求考虑（T为消火栓可能布置的最高点离开地面的高度，单位为m），井下消防按消防栓出口处的静水压不低于30m考虑，井下防尘洒水按各用水点水压不低于用水装置的最低水压要求设计。三、给水水源（一）水源概况矿区水系属岷江水系，主要支流为沫溪河，从矿区外围北东部经过，平均流量50m3/s，向东流经xx、西坝镇，在xx附近汇入岷江。矿区北部xx与中南部李家沟为常年流水沟，平均流量分别为0.42 m3/s（36288m3/d）、0.15 m3/s（12960m3/d）。其中李家沟从矿山工业场地附近经过，距离15m，可满足矿山生产、生活所需。区内主要可利用饮用水水质评275、价为：水质符合饮用水标准，菌度超标，消毒后可作饮用水。（二）供水水源矿井已采用流经主斜井（井口标高+372m）工业场地附近，距工业场地不足15m的李家沟溪流水（上游取水）作为供水水源，水源的标高分别在+430m左右，平均流量为0.15 m3/s(12960m3/d)，水质较好。经设计校核，该水源的水质、水量均能满足矿井扩能后的生产、生活用水的需要，故仍采用该溪沟水作为矿井的供水水源。（三）水源存在的问题在建设方提供的各种资料中，缺少主要水源点的水质化验报告（特别是缺少按生活饮用水卫生标准所做的水质化验数据）和最枯流量值，须在进一步的工作中予以提供。四、给水系统1、给水方式矿井给水系统采用树状结276、构，生活、生产及消防混合制供水，常高压制静压消防。2、给水工程采用在主斜井（井口标高+372m）附近的李家沟上游溪沟处修建尺寸为0.8m，深1.5m的集水井，并敷设一条管径为D894.0的输水管路，将汇集的溪沟水重力输送至设在主斜井（井口标高+372m）附近，标高为+405m的400m3高位储水池，水池中储水则通过一条管径为D1334.0的输水干管向主斜井（井口标高+372m）工业场地静压供水。矿井地面给水系统的室外供水管道除水源地输水管道、个别生产用水管道和防尘洒水管道采用镀锌焊接钢管外，其余管道均使用聚乙稀（PE）给水管。钢管采用法兰连接或螺纹丝扣连接，PE管采用热熔连接或粘接。井下消防洒277、水管道采用热轧无缝钢管，快速管接头或法兰连接。3、水质处理为保证矿井供水水质达到生活饮用水卫生标准的各项指标要求，矿井采用三台型号为YP-5的消毒剂发生器产生的二氧化氯消毒剂（消毒剂产生量为50g/h）对原水进行消毒处理，能保证处理后的净水余氯含量在0.1mg/L以上，水质可达到生活饮用水的卫生标准要求。第三节 排 水一、主要污、废水扩能设计按照分流制排放的原则，对该矿达不到排放要求的污废水做相应的处理，处理后的污废水优先利用为绿化用水、生产用水、消防洒水（包括井下消防洒水）和农灌等用水使用，剩余部分则达标排放。矿井各种污、废水的来源、性质、水量如下：1、生活污水生活污水主要集中在主斜井（井口278、标高+372m）工业场地的生活区处，它的来源为职工生活排水、浴室排水和食堂排水，日排放量为125m3左右（按生活用水的85%计），该类污水的SS一般为250mg/L，CODcr一般为350mg/L，BOD5一般为200mg/L。2、医疗废水主要为矿井卫生所医疗门诊所排废水，排放量不到1m3/d，该类废水含有大量病菌和各种细菌，且SS和CODCR含量比生活污水高。3、生产废水主要为矿井机修车间等排放的少量酸碱和含油废水，日排放量约为1m3左右，有害物质主要为各种有害金属元素和化合物。4、雨水主要为矿井工业场地及生活区范围内降雨汇集形成的径流，含有大量的泥沙等固体杂物，但一般无其它有毒有害物，在雨季量较大。5、井下废水（矿井水）经预测，扩能后井下产生的正常涌水量在300m/d左右，该涌水量的主要污染物为含有一定数量的煤粉、岩粉及少量的颗粒状污染物，悬浮物含量一般在500mg/L以内，并有轻度有机污染。因只是浊度和色度较差，但具体水质地质报告未提供，须在下一步工作中补充。二、排水系统1、雨水排水系统用