1、煤矿整合工程初步设计代可研报告含矿产资源开发利用方案XX工程咨询有限公司二零XX年XX月XX项目可行性研究报告建设单位：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58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 录前 言1第一篇 矿产资源开发利用方案10第一章 井田概况10第一节 基本情况10第二节 矿区开发现状13第二章 地质特征15第一节 地质特征152、第二节 矿床共（伴）生矿产18第三节 开采技术条件18第四节 井田勘探程度22第三章 矿产资源/储量24第一节 矿区范围24第二节 资源/储量25第三节 开发规模及服务年限33第四章 产品方案36第一节 煤质及用途36第二节 煤的加工、选矿及尾矿设施36第五章 环境保护38第一节 矿山地质环境38第二节 环境保护措施39第三节 水土保持及土地复垦40第六章 矿井主要技术经济指标41第二篇 初步设计43第一章 井田概况及地质特征43第二章 井田开拓43第一节 井田境界及资源/储量43第二节 生产能力及服务年限45第三节 井田开拓47第四节 井 筒53第五节 车场及硐室55第三章 大巷运输及设备53、8第一节 大巷运输58第二节 矿 车58第三节 运输设备选型60第四章 采区布置及装备65第一节 采煤方法65第二节 采区布置66第三节 巷道掘进71第五章 通风与安全74第一节 概 况74第二节 矿井通风75第六章 主要设备87第一节 提升设备87第二节 排水设备111第三节 通风设备123第四节 压风设备128第七章 地面生产系统132第一节 煤质及用途132第二节 煤的加工132第三节 生产系统133第四节 辅助设施134第五节 地面运输134第八章 总平面布置及防洪排涝136第一节 概 况136第二节 总平面布置136第三节 竖向设计及场内排水138第四节 场内运输139第五节 矿井其4、它工业场地布置140第六节 管线综合布置140第七节 防洪排涝141第九章 电 气143第一节 矿井供电电源143第二节 电力负荷143第三节 送变电146第四节 矿井主变电所146第五节 地面供配电149第六节 井下供配电151第七节 通讯与计算机管理155第十章 地面建筑157第一节 设计原始资料及建筑材料157第二节 工业与行政、公共建筑物158第十一章 给排水与采暖、供热163第一节 设计范围及设计依据163第二节 给 水164第三节 排 水166第四节 室内给排水167第五节 井下消防及洒水167第六节 采暖及供热168第十二章 节能与减排170第一节 节 能170第二节 减 排175、3第十三章 灾害防治与安全装备175第一节顶板管理175第二节瓦斯灾害防治176第三节 粉尘灾害防治181第四节 防灭火188第五节 防治水195第六节 电气安全198第七节 提升、运输安全204第八节 安全监控210第九节 矿山救护225第十节 其它安全措施228第十四章 环境保护232第十五章 建井工期232第一节 建井工期232第二节 产量递增计划234第十六章 技术经济235第一节 劳动定员及劳动生产率235第二节 投资概算与资金筹措238第三节 原煤生产成本计算241第四节 经济与财务评价244第五节 主要技术经济指标247前 言根据四川省人民政府办公厅文件（川办函200710号）“6、四川省人民政府办公厅关于广元市煤炭资源整合方案的复函”，广元市朝天区xx镇xx煤矿与广元市市中区xx无烟煤矿整合，广元市朝天区xx镇xx煤矿为整合主体矿。根据企业工商预核名称通知书，整合后企业更名为“广元市朝天区xx煤业有限公司”，矿井名称为“xx煤矿”。四川省国土资源厅以“川国土资函（2007）第1499号关于广元市煤炭矿业权设置方案的批复”设置了整合后的xx煤矿矿区范围。四川省冶金地质勘查局xx大队在设置的矿区范围内进行了资源/储量核实工作，于2009年7月提交了四川省广元市朝天区xx煤矿资源/储量核实报告。该报告通过了评审，四川省国土资源厅以“川国土资储备字2009565号”予以备案。受7、业主委托，本公司组织项目组开展现场调查工作，收集地质及生产技术资料，考察安全生产条件等，经综合分析研究，编制完成广元市朝天区xx煤业有限公司(xx煤矿)整合工程初步设计（代可行性研究报告、含矿产资源开发利用方案），矿井设计生产能力为90kt/a。开发利用方案的井田开拓、采区布置、井下运输、矿井通风、矿井供电等系统与初步设计一致，相关内容详见初步设计。一、设计编制依据（一）各项法律、法规1、中华人民共和国安全生产法2、中华人民共和国矿山安全法3、中华人民共和国煤炭法4、中华人民共和国劳动法5、中华人民共和国环境保护法6、矿产资源法及矿产资源开采登记管理办法7、国土资源部国土资发199998号关于8、加强对矿产资源开发利用方案审查的通知8、中华人民共和国矿山安全法实施条例(1996年劳动部令第4号)9、煤矿安全规程（2006年版）10煤炭工业小型矿井设计规范GB50399-200611、矿井通风安全装备标准(MT/T5016-96)12、矿井防灭火规范(试行)(1988年原煤炭部制定)13、煤矿救护规程14、矿井水文地质规程15、煤矿井下粉尘防治规范16、矿井通风安全监测装备使用管理规定17、大气环境质量标准(GB3095-96)二级标准18、地表水环境质量标准(GB3838-2002)五级标准19、污水综合排放标准(GB8978-96)20、工业企业噪声控制设计标准(GBJ87-85)29、1、工业企业照明设计标准GB50034-9222、建筑设计防火规范GBJ16-87（97年版局部修订）23、建筑防雷设计规范GB50057-94（2000年版）（二）政策文件1、煤矿安全生产基本条件规定(国家安全生产监督管理局、国家煤矿安全监察局5号令)2、煤矿建设项目安全设施监察规定(国家安全生产监督管理局、国家煤矿安全监察局6号令)3、国家安全生产监督管理总局（安监总规划2006146号）“禁止井工煤矿使用的设备及工艺目录(第一批)”，国家安全监管总局国家煤矿安监局（安监总煤装200849号）“禁止井工煤矿使用的设备及工艺目录(第二批)”4、国家安全生产监督管理总局安监总煤行200716710、号文“关于所有煤矿必须立即安装和完善井下通讯、压风、防尘供水系统的紧急通知”5、国家安全生产监督管理总局安监总煤调(2007)95号“关于加强小煤矿安全基础管理的指导意见”6、安监总煤矿(2006)127号“关于加强极薄煤层开采安全工作的指导意见”7、国家安全生产监督管理总局办公厅、国家煤矿安全监察局综合司（安监总厅煤行函200870号）关于四川省加强小煤矿安全基础管理有关问题的复函8、川经煤炭函(2007)746号“转发关于在小煤矿推行专用回风井、壁式采煤法和支护方式改革的通知”9、川府办发电（2008）100号“关于加快推进煤炭资源整合工作的通知”10、国家安全生产监督管理总局第18号令111、1、四川省安委会办公室川安办200946号“关于切实加强煤矿建设项目“三同时”管理的通知”12、川安监2009160号文“关于矿山企业加强防雷电灾害的紧急通知”(三) 有关项目文件1、四川省人民政府办公厅文件(川办函200710号)“四川省人民政府办公厅关于广元市煤炭资源整合方案的复函”2、四川省国土资源厅川国土资函20071499号“关于广元市煤炭矿业权设置方案的批复”3、四川省矿产资源储量评审中心“川评审2009495号”四川省广元市朝天区xx煤矿资源储量核实报告评审意见书4、四川省国土资源厅“川国土资储备字2009565号”关于四川省广元市朝天区xx煤矿资源储量核实报告评审备案的证明(四12、) 企业提供的资料1、xx煤矿原采矿许可证2、企业名称预先核准通知书3、四川省广元市朝天区xx煤矿资源/储量核实报告4、广元市煤炭工业管理局广煤发200896号文件“关于发布广元市大昌沟煤业股份公司等89个煤矿2008年度瓦斯等级鉴定的通知”5、煤层自燃倾向性、煤尘爆炸危险性检测报告6、供用电合同7、煤矿救护协议书8、本公司现场调查、实测、收集的其他资料二、设计的指导思想及技术原则1、认真贯彻执行煤炭工业小型煤矿设计规定、煤矿安全规程及相关规定，结合矿井实际情况，遵循“技术可行、安全可靠、方便实用、经济合理”的原则，尽量采用与矿井相适应的先进技术、工艺、设备，力求布局合理、系统完善、环节畅通，13、实现矿井正规、安全、高效、稳定生产。2、按照小型煤矿安全生产的基本条件要求，配备安全设施、设备，坚持“三同时”原则，尽力提高矿井的抗灾能力，注重环境保护。3、尽量节省井巷工程量，减少初期投资。4、利用和依托区内公路、电网、水源、邮电等公用设施及矿井原有井巷和地面建(构)筑物，优化矿井生产系统，提高矿井建设的综合经济效益。三、设计要点1、开拓方式及水平划分矿井走向长4.36km，倾斜宽1.12km，井田面积4.896km2。矿井范围内煤层呈一单斜构造，煤层倾角7281，可采煤层二层，自上而下分别为一联、三联，两煤层间距72278m。设计划分为东、西两翼分期开采，前期开采西翼，采用平硐开拓方式，共14、设通达地面的井筒3个，分别是+690m主平硐（前期）、+750m西副平硐、+820m西回风平硐。(1) +690m主平硐(前期)改造利用原xx煤矿主井作为+690m主平硐（前期），位于矿井中部煤层顶板岩层中。垂直煤层布置，井筒长190m，担负矿井煤炭、矸石、材料及设备的运输和进风、行人、排水及铺设管线等。(2) +750m西副平硐改造利用原xx煤矿风井作为+750m西副平硐，位于矿井中部煤层顶板岩层中。垂直煤层布置，井筒长120m，担负矿井矸石的运输和进风、行人、排水及铺设管线等。(3) +820m西回风平硐改造利用原xx煤矿主井作为+820m西回风平硐，位于矿井西部边界附近，沿一联煤层走向布15、置，井筒长219m，为矿井专用回风井。矿井划分为一个水平上下山开采，水平标高+690m，另设750m辅助水平。后期开采东翼，另行设计。2、采区划分及开采顺序矿井划分为东、西两翼分期开采，先采西翼：+690m标高以上划分为一采区，上山开采；+690m标高以下划分为二、三采区，下山开采。东翼另行设计。采区开采顺序为前进式开采，即投产一采区，接替二采区，最后开采三采区。3、工业场地布置+690m主井工业场地为改造利用，位于+690m主平硐井口东侧的煤层顶板岩层上方，距煤层较远，不受采动影响和洪水威胁，工程地质条件较好，无农田保护区，无滑坡、泥石流等地质灾害。总占地面积1.45hm2。该工业场地由三个16、台阶组成，上台阶高程为+690.0m，中台阶高程为+685.0m，下台阶高程为+670.0m。上台阶主要布置机修车间、消防材料库及器材库、坑木加工房、空压机房等；中台阶主要布置综合楼、办公楼、锅炉房；下台阶主要布置储煤场、临时排矸场、地磅房等。4、采煤方法设计采用倒台阶采煤法，木支柱支护顶板，全部垮落法处理采空区。5、主要巷道布置(1) 运输大巷矿井运输大巷布置在一联与三联煤层之间的岩层中，距一联煤层的垂距不小于40m。(2) 辅助水平大巷矿井辅助水平大巷布置在一联与三联煤层之间的岩层中，距一联煤层的垂距不小于40m。(3) 总回风巷+820m西回风平硐即矿井西翼总回风巷，布置于一联煤层中。617、提升运输+690m主平硐选用CCG5.0/600型防爆柴油机车运输煤、矸、材料及设备。一采区轨道上山担负煤炭、矸石、材料、设备的提升等，选用JTPB1.21.0/24型矿用防爆提升机进行提升，配套660V、45kW防爆电机。7、矿井通风矿井采用分列式通风方式，抽出式通风方法。投产时于+820m西回风平硐安装FBCDZ-6-15A型主要通风机2台，1台工作、1台备用。回采工作面为“U”型通风，掘进工作面采用局部通风机配抗静电阻燃胶质风筒进行压入式供风。8、矿井排水矿井采用平硐开拓，上下山开采。投产时，一采区为上山开采，矿井涌水通过主平硐水沟自流排出；后期二、三采区为下山开采，二、三采区各选用M18、D25-308型耐磨多级离心水泵3台进行排水。9、矿井供电设计采用双回路10kV电源供电，主供电源来自xx变电站，线路规格为LGJ-70mm2，供电距离约6km；另一回（待建）拟来自上西变电站，线路规格为LGJ-70mm2，供电距离约10km。改造利用+690m主平硐变电所，变电所10kV采用单母线分段运行方式；所内安设S11-250/10/0.4kV型变压器2台，其中1台工作、1台备用，供+690m主平硐工业场地的设备用电。+820m西风井变电所的两回10kV电源来自+690m主平硐变电所不同母线段，所内安设S11-100/10/0.4kV型变压器2台，其中1台工作、1台备用，供主要通风机用19、电。主要通风机、地面压风机及监控中心站采用双回路电源线路供电。矿井设计采用双回路10kV电源下井，设采区变电所，采区变电所10kV主接线采用单母线分段，正常运行时分列运行，当一回停止供电时，另一回可承担全部负荷。局部通风机采用“三专”供电。采煤工作面的电气设备设瓦电闭锁，掘进工作面的电气设备设风电闭锁、瓦电闭锁。 10、安全监控矿井安装KJ101N型监控系统，地面设中心站，井下设分站，按煤矿安全规程和煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范(AQ1029-2007)的有关规定安装各类传感器，一旦出现瓦斯超限，能自动切断工作面及其回风巷内所有非本质安全型用电设备电源。矿井消防、防尘、压风管路及通讯20、系统等按煤矿安全规程及有关文件规定装备。四、主要技术经济指标1、矿井设计生产能力：90kt/a。2、矿井保有地质资源/储量1323.0kt；工业资源/储量1261.9kt；设计资源/储量1140.3kt；设计可采储量863.3kt。3、矿井开拓方式：分区开采，平硐开拓。4、矿井服务年限7.4年。5、矿井投产时的采区数及工作面数：1个采区、2个回采工作面、3个掘进工作面。6、矿井瓦斯等级：低瓦斯矿井。7、矿井移交生产时井巷工程量共计8253m（其中利用井巷529m)，掘进体积51157.8m3。8、矿井设计掘进率：44.5m/kt。9、+690m工业场地占地面积1.45hm2。10、全员工效：121、.1t/工。11、矿井在籍劳动定员：365人，其中井下工人236人。13、矿井固定资产静态投资：2011.33万元。其中：井巷工程：785.10万元土建工程：178.44万元设备及工具器购置费：452.17万元安装工程：356.71万元工程建设其他费用：238.91万元14、新增能力吨煤固定资产静态投资：335.22元。15、矿井施工期：24个月。16、税后财务内部收益率：36.10%。17、税后财务净现值：3351.62万元。18、税后投资回收期：3.93年(含建设期)。第一篇 矿产资源开发利用方案第一章 井田概况第一节 基本情况一、交通位置xx煤矿位于广元市朝天区县城246方向，直距约2022、km的朝天区xx镇青白村五组境内，资源区划属旺苍东河间煤田。矿井有3.5km的简易公路与广元西北乡xx镇的公路相接，从衔接点至广元市城区约30km，详见图1交通位置图。259xx煤矿二、地形地貌矿区位于四川盆地西北缘之龙门山山系北部。地势中间高南西低,中部最高海拔为1121.7m,最低590m,最大相对高差531.7m,属中等切割中低山沟谷地貌,区内植被茂盛,保存完好。三、气象及地震1、气象矿区所在区域属四川盆地边缘亚热带湿润季风气候，冬寒夏热，四季分明。历年气温-5.737，平均气温16，年均降雨量1197mm，近十年来最大降雨量为1782.8mm，多集中于69月，无霜期240天左右。矿区内23、风向主要是西北风，风力最大可达8级，最大风速可达13m/s。2、地震根据GB183062001中国地震动参数区划图国家标准第1号修改单(2008年6月11日起实施),该区域的地震动峰值加速度值为0.10g,地震动反应谱特征周期为0.40S,工程抗震烈度设防应按7度设防。四、地表水系矿区属嘉陵江水系，地表水贫乏，区内仅发育多条季节性冲沟，各条季节性冲沟平时呈干涸状，只有下雨天才会有水流。五、矿区经济及环境状况区内居民主要为汉族，分布于山间缓坡和河谷地段，土地利用率较低。区内经济以农业为主，主产玉米、小麦、水稻，经济作物有油菜、大豆、核桃、樱桃等。工业企业较少，仅有一些小型煤矿和采石场。区内植被以24、灌木夹少量松树为主，覆盖较好。矿区范围内无需要保护的名胜古迹、风景区和自然保护区等。目前矿井采掘活动对地质环境的影响轻微，未见较大的地表开裂变形等现象。六、水源、电源和通讯条件1、水源条件矿区范围内有丰富的山泉水，可作为矿井生产、生活水源。2、电源条件矿井现为单回路电源供电，来自xx变电站，线路规格为LGJ-70mm2，供电距离约6km；另一回（待建）拟来自上西变电站，线路规格为LGJ-70mm2，供电距离约10km。xx变电站和上西变电站均属国网变电站，两变电站均属广元电业局朝天供电局管理，业主已与供电单位签定供电协议。3、通讯电信局通信光缆已由电信局架设至矿井主井工业场地，中国移动、中国联25、通网络信号覆盖该矿区。第二节 矿区开发现状原广元市朝天区xx镇xx煤矿设计生产能力30kt/a，采用平硐开拓，设计主平硐和回风平硐2个井筒，采用“一进一回”的分列式通风方式，机械抽出式通风方法。主平硐井口位于整合后矿区中部，垂直煤层布置，井口标高+690m；回风平硐井口位于整合后矿区中西部，垂直煤层布置，井口标高+750m。采用倒台阶采煤法，木支柱支护，放炮落煤，人工手选，轨道运输。原广元市市中区xx无烟煤矿设计生产能力10kt/a，采用平硐开拓，设计主平硐和回风平硐2个井筒，采用“一进一回”的分列式通风方式，机械抽出式通风方法。主平硐井口位于整合后矿区西部边界附近，沿一联煤层走向布置，井口标26、高+820m；回风平硐井口位于整合后矿区西部边界附近，沿一联煤层走向布置，井口标高+875m。采用倒台阶采煤法，木支柱支护，放炮落煤，人工手选，轨道运输。该矿早在整合以前就已关闭。矿区采煤历史悠久，区内小窑较多，矿区范围内西部主要由原广元市朝天区xx镇xx煤矿和原广元市市中区xx无烟煤矿开采，矿区西部+690m标高以上大部分已采空；矿区东部仅一联煤层LD8号小窑有小部分采空区。第二章 地质特征第一节 地质特征一、地层矿区地层属于四川东部地层区范畴,区内出露地层为志留系(S1-3)，泥盆系和石炭系(D+C)，二叠系下统梁山组（P1l）、上统吴家坪组（P2w）、长兴组(P2c)+大隆组(P2d)及27、三叠系上统飞仙关组（T1f）和第四系。现将出露地层由新到老简述如下：1、第四系残坡积物（Q）：浅黄泥黄色，局部褐黄色。上部主要为粉质粘土；下部为粉砂质粘土夹硅质岩、灰岩、燧石碎块，厚度一般在0.55.0m，在低洼地带可达315m，在矿区范围内均有分布。2、三叠下统飞仙关组（T1f）：为浅海页岩泥灰岩相沉积。上部为紫红色泥岩、钙质页岩，夹薄层含介壳灰岩；中部为紫红色钙质页岩、浅灰色泥质灰岩，夹薄层灰岩、介壳灰岩、鲕状灰岩；下部为灰色、灰黄色粘土质页岩，灰白色薄中厚层状灰岩，似竹叶状碎屑灰岩及青灰色薄板状泥灰岩等。厚度大于200m。3、二叠系（P）(1)上统大隆组（P2d）:黑色薄层硅质岩,硅质页28、岩,夹透镜状灰岩，厚3240m。(2)上统长兴组（P2c）：以灰色、深灰色中厚层厚层状含隧石结核、隧石条带灰岩为主，间夹白云质灰岩，顶部夹硅质岩及硅质条带，产蜓类化石，厚7080m。(3)上统吴家坪组（P2w）：主要为灰黑色薄层含砂硅质岩，炭质页岩夹煤层，煤层底部为灰白色铝土质粘土岩，见结核状或星点状黄铁矿,中上部为含燧石结构核灰岩。产蜓类化石。在矿区内受断层和褶皱构造的影响，该层厚度变化较大，一般厚约18210m。(4)下统梁山组（P1l）：下部为灰黄、褐黄色铝土质页岩,见结核状或星点状黄铁矿；中部为薄中层层灰岩局部夹泥质灰岩；上部为铝土页岩夹煤层。在矿区内受断层和褶皱构造的影响，该层厚度变29、化很大，一般厚约38620m。4、泥盆系和石炭系（D+C）矿区内泥盆系和石炭系厚140170m，上部为黄绿色页岩，下部为黄灰黄色石英砂岩、粉砂岩夹含磷砾岩透镜体。5、志留系（S1-3）上部为紫红色页岩，中部为灰绿色页岩偶见薄层生物灰岩，下部为粉砂岩及砂质页岩，厚度大于200m。二、构造矿区位于龙门山推覆构造带北段与松潘甘孜褶皱带、秦岭褶皱带结合部之倒转背斜南东翼。矿区内地层为单斜构造，岩层倾向106135，倾角7281。矿区附近发育有断层，对煤层有一定控制或切割影响，但对矿区范围内煤层无影响，地质构造复杂程度属中等类型。三、煤层矿区内含煤地层为二叠系下统梁山组和二叠系上统吴家坪组，可采煤层2层30、，由新到老分别是三联煤层、一联煤层；从上至下分别是一联煤层、三联煤层。1、一联煤层：赋存于二叠系下统梁山组（P1l）下部,上距石炭系(D+C)顶部2551m,下距三联煤层72278m。为单一煤层，一般厚0.34m0.71m,平均0.53m，在矿区范围中部原xx煤矿+690m水平一联煤巷北东段至老硐7(LD7)南西地段薄化不可采。煤层无伪顶，直接顶为铝土质页岩，厚15m；老顶为砂岩；底板为灰岩。2、三联煤层：赋存于二叠系上统吴家坪组（P2w）底部，上距一联煤层72278m,下距石炭系(D+C)顶部2142m。为单一煤层，一般厚0.32m1.12m,平均0.53m，在矿区范围中部原xx煤矿+69031、m水平探煤巷以东至老硐7(LD7)南西地段薄化不可采。煤层无伪顶，直接顶为硅质岩和铝土质硅质岩，厚10m；老顶为灰岩；底板为含燧石结核灰岩。煤层特征见表2-1-1。表2-1-1 可采煤层特征表煤层名称煤层厚度(m)煤层结构纯煤平均厚(m)顶底板岩性稳定性倾角（度）比重(t/m3)层间距(m)顶板底板一联简单0.53页岩砂岩灰岩稳定72811.2172278三联简单0.53硅质岩、页岩、灰岩灰岩稳定72811.22四、煤类、煤质及煤的用途1、煤类按煤炭质量分级标准(GB/T15224-2004)，一联煤层为特低灰、中高硫、低热值无烟煤；三联煤层为特低灰、中高硫、高热值无烟煤。2、煤质特征（1）煤32、的物理性质一联和三联煤层均呈黑色，光泽为玻璃光泽，断口为参差状；条带状结构，层状构造；内、外生裂隙较发育。火焰中一般焰短烟小,具微膨胀粘结性,煤岩类型为亮型。（2）煤的化学性质各可采煤层煤质化验指标如表2-1-2。表2-1-2 煤质特征表煤层灰份Ad（%）挥发份（%）全硫St,d（%）固定炭（%）发热量（MJ/kg）工业分类用途一联0.818.681.9990.5117.01特低灰、中高硫、低热值无烟煤工业及民用三联1.228.852.1789.9327.17特低灰、中高硫、高热值无烟煤工业及民用3、煤的用途矿井所生产的煤炭为无烟煤，可作为工业用煤和民用。第二节 矿床共（伴）生矿产根据矿井资源33、储量核实报告，矿区范围内无（共）伴生矿产。第三节 开采技术条件一、瓦斯、煤尘及煤层自燃1、矿井瓦斯根据广元市煤炭工业管理局广煤发200896号文件“关于发布广元市大昌沟煤业股份公司等89个煤矿2008年度瓦斯等级鉴定的通知”，2008年度矿井绝对瓦斯涌出量为0.38m3/min，相对瓦斯涌出量为6.18m3/t，原xx煤矿属低瓦斯矿井。2、煤层自然发火倾向性及煤尘爆炸危险性根据2005年3月四川省煤炭产品质量监督检验站“检测报告”，矿井所采一联、三联煤层属不易自燃煤层，均无煤尘爆炸危险性。二、水文地质1、矿井充水条件（1）地表水和大气降水矿区内无河流、塘堰等地表水体，仅发育多条季节性冲沟，各条34、季节性冲沟平时呈干涸状，只有下雨天才会有水流。（2）主要含水层 第四系残坡积物（Q）孔隙含水层，在矿区范围内均有分布，上部主要为粉砂质粘土，下部为粉砂质粘土夹硅质岩、灰岩、燧石碎块，厚度一般在0.55m，在低洼地带可达315m，其富水性弱，仅为季节性含水，对矿井充水影响不大。 三叠系下统飞仙关组（T1f）裂隙含水层，分布于矿区范围之外，岩性上部为紫红色泥岩、钙质页岩、夹薄层含介壳灰岩；中部为紫红色钙质页岩、浅灰色泥质灰岩，似竹叶状碎屑灰岩及青灰色薄层状泥岩等。厚度大于200m。岩层中含水层、隔水层相互间隔，裂隙发育程度中等，为富水性弱至中等的裂隙含水层。由于分布于矿区范围之外，对矿井充水无影响35、。 二叠系上统长兴组(P2c)灰岩裂隙，溶隙含水层：岩性为灰色深灰色中厚层、厚层状含燧石结核灰岩，间夹白云质灰岩，顶部夹硅质岩条带，厚7080m，灰岩分布区内岩溶发育程度中等，主要表现为溶沟、石茅、溶裂和较小的溶洞，为富水性中等的裂隙，溶隙含水层。 二叠系上统吴家坪组(P2w)裂隙溶隙含水层，岩性中上部为含燧石结核灰岩，下部为砂质泥岩、灰岩、页岩夹煤层，煤层底部为白色粘土岩。一般厚度18210m，该含水层中上部为裂隙溶隙含水层，富水性中等，上部相对隔水，是矿井充水的主要含水层和直接含水层。 二叠系下统梁山组(P1l)裂隙溶隙含水层一般厚度38620m，岩性为上部砂质泥岩，铝土质页岩相对隔水；中36、部薄至中厚层状灰岩夹泥灰岩，为富水性中等的裂隙溶隙含水层；下部铝土质页岩夹煤层，相对隔水。梁山组(P1l)裂隙溶隙含水层也是矿井充水的主要含水层和直接含水层。（3）主要隔水层 二叠系上统大隆组(P2d)：岩性为黑色薄层硅质岩、硅质页岩，厚3240m，富水性极弱，可视为隔水层。 石炭系和泥盆系(D+C)：矿区内石炭、泥盆系岩性主要黄绿色泥岩、页岩、黄灰色石英砂岩、粉砂岩，厚140170m，富水性极弱，为一联煤层以下的隔水层。（4）老窑及采空区积水矿区采煤历史优久，区内老窑较多，矿区范围内西部主要由原广元市朝天区xx镇xx煤矿和原广元市市中区xx无烟煤矿开采，+690m标高以上大部分已采空；矿区东37、部仅一联煤层LD8号老窑有小部分采空区；其余老窑均未形成规模开采。区内现有矿井和老窑均为平硐上山开采，其采空区涌水通过平硐自流出井，采空区不形成大量承压积水。2、矿井涌水量根据四川省冶金地质勘查局xx大队编制的四川省广元市朝天区xx煤矿资源/储量核实报告，矿井正常涌水量为15m3/h，最大涌水量31m3/h。按矿区水文地质工程地质勘探规范(GB1271991)的划分，矿区水文地质条件属简单类型。三、地热、冲击地压矿井属地温正常区，亦无冲击地压现象。四、工程地质条件1、井巷围岩稳定性井巷围岩以粉砂岩、页岩、砂质页岩夹薄中厚层灰岩、石英砂岩、厚层块状灰岩、中厚层状含燧石结核灰岩夹硅质岩、薄层硅质岩38、铝土质页岩及煤层等。其中薄中厚层灰岩、石英砂岩、厚层块状灰岩、中厚层状含燧石结核灰岩夹硅质岩、薄层硅质岩产出完整、结构致密、结构面发育、抗压强度高、稳定性好,属坚硬工程地质岩组；粉砂岩、页岩、砂质页岩，其特点是产出比较完整，以中薄层状为主，结构面较发育、抗压强度中等、稳定性一般,属次坚硬工程地质岩组；而铝土质页岩及煤层其特点为结构完整，但抗压强度低、稳定性差，遇水易软化变形，给巷道巷道的维护带来一定的难度,属软质工程地质岩组。2、斜坡稳定性在矿区范围及其周边，以顺向斜坡分布为主，自然地形坡度一般较陡, 一般可达4560，局部冲沟切割较深地段,形成走向斜坡。较陡的地形坡度在部份地段形成了较陡的39、临空坡面，该些地段一般地表植被较少，第四系浮土较厚，属较不稳定斜坡，在地应力、爆破震动及集中下雨天气等外力作用下容易滑坡，但该些地段相对较少。矿区内其余大多数斜坡均属于较稳定斜坡。3、建筑基础矿井工业场地处于志留系地层之上，以粉砂岩及砂质页岩为主，作为建筑基础较好。矿井工程地质条件总体属中等类型。五、建(构)筑物矿区属中等切割中低山沟谷地貌，起伏较大，总体呈北西高南东低之势，居民以汉族为主，主要分布于山间缓坡和河谷地段。区内无需要保护的民房集中的村庄和其它重要建、构筑物。六、环境地质矿区范围内主要为林地，植被良好，地下开采对植被影响小。矿山位于中低山沟谷地带，地势陡缓相间，地表岩土体相对稳定。40、矿区范围内，除局部由山洪引发的小型垮塌外，目前尚未发现滑坡、泥石流、地裂、塌陷等地质灾害。矿山生产过程中产生的废渣、废水、废气，由于量小，目前尚未对地质环境质量产生明显影响。第四节 井田勘探程度一、勘探程度1、1980年四川省煤田地勘局编制了广元宝轮旺苍东河间煤田地质详查说明书。2、1999年四川省地质矿产勘查开发局化探队编制了广元市朝天区xx镇xx煤矿地质普查报告。3、2003年10月，四川省地质矿产勘查开发局区域地质调查队编制了广元市市中区xx无烟煤矿储量核实报告。4、2006年12月，四川省冶金地质勘查局xx大队编制了四川省广元市朝天区xx镇xx煤矿2006年矿产资源/储量核实报告。5、41、2009年7月，四川省冶金地质勘查局xx大队编制了四川省广元市朝天区xx煤矿资源/储量核实报告。通过上述工作，查明了矿区的构造形态、地层时代、层序、厚度及出露位置；查明了可采煤层的层数、层位、厚度及分布范围；查明了可采煤层煤质特征和工艺性能；确定了可采煤层的煤类及其工业利用方向；基本查明了矿区水文地质条件、可采煤层顶底板工程地质条件特征；评价了矿区地质环境质量，估算的资源/储量基本可靠。二、存在的主要问题矿区深部控制程度较低，所求获的资源/储量级别较低，矿井在生产过程中要加强地质工作，若煤层赋存状况发生变化，应及时向主管门报告，同时要做好瓦斯地质工作，收集、实测有关瓦斯参数，为防治矿井瓦斯提供42、依据。第三章 矿产资源/储量第一节 矿区范围根据四川省国土资源厅以川国土资函2007第1499号关于广元市煤炭矿业权设置方案的批复，xx煤矿由14号拐点圈定，许可开采一联、三联煤层，许可开采标高为+900+300m。矿区走向长4.36km，倾斜宽1.12km，矿区面积4.896km2。资源/储量核实的矿区平面范围及开采煤层与广元市煤炭矿业权设置方案批复的矿区范围一致，但核实的标高调整为+990+500m。本设计在调整标高后的矿区范围进行，矿区范围及拐点坐标见表3-1-1。表3-1-1 矿区范围及拐点坐标表坐标拐点号XY面积（km2）开采深度（m）开采煤层备 注1360790035565500443、.896+990+500一联三联由14号拐点圈闭 236075503556650033603580355648004360395035563650矿井浅部为煤层露头，深部及西翼、东翼均无矿权设置，无矿界重叠及矿权纠纷。由于广元市煤炭矿业权设置方案的批复确定的矿区范围内煤层浅部多为无煤区，深部多为许可开采标高以下煤层，导致矿区无效面积较多。应业主要求建议国土资源管理部门在颁发采矿许可证，核定矿区范围时，按建议矿区范围拐点进行调整。建议矿区范围见图C1067-109-1，拐点坐标详见表3-1-2。表3-1-2 建议矿区范围拐点坐标表坐标拐点号XY面积（km2）开采深度（m）开采煤层备 注J136044、4059355637012.969+990+500一联三联由16号拐点圈闭 J2360576035564498J3360768435566116J4360755035566500J5360603235565444J6360376035564673调整后的矿区范围内地质条件、资源储量、现有井巷与储量核实报告一致，对原储量核实报告无影响。第二节 资源/储量一、地质资源/储量资源/储量核实在广元市煤炭矿业权设置方案批复的矿区范围的平面范围内进行，核实的可采煤层是一联、三联煤层。矿区范围内保有资源/储量1323kt，其中平面内采深内保有资源/储量1300kt，平面内采深外保有资源/储量23kt。矿井保45、有资源/储量详见表3-2-1。表3-2-1 矿井范围内保有资源量汇总表开采标高煤层保有资源储量(kt)合计(kt)122b333+900+500m（平面内、采深内）一联385282667三联304329633小计(kt)6896111300+990+900m（平面内、采深外）一联三联2323小计(kt)2323合计(kt)7126111323二、矿井设计利用资源/储量为充分利用资源，业主承诺将平面范围内标高外的23kt资源全部利用，故设计将核实的资源/储量全部予以利用，即矿井设计利用资源/储量为1323kt。三、煤柱损失、回采率、可采储量设计留设煤柱有永久煤柱和采区煤柱，永久煤柱包括井筒保护煤46、柱、风氧化带隔离煤柱、采空区隔离煤柱；采区煤柱包括边角煤、采区石门保护煤柱、采区隔离煤柱、区段煤柱等。各类煤柱的留设标准如下：1、设计按建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程规定对690m主平硐（前期）、+600m主平硐（后期）、+765m东副平硐、+880m东回风平硐留设了井筒保护煤柱，如图C1067-1061、C1067-1062。2、采空区隔离煤柱按25m留设，局部不规则。3、风氧化带隔离煤柱按25m留设，局部不规则。4、局部无法布置正规工作面的地点，作为边角煤处理，并按85%的比例进行回收利用。5、采区石门煤柱按25m留设，并按40%的比例进行回收利用。6、采区隔离煤柱按247、0m留设。7、区段煤柱按6m留设，并按40%的比例进行回收利用。矿井各煤层煤柱量计算详见表3-2-2、3-2-3。表3-2-2 一联煤层煤柱计算表分类名称煤柱序号长度(m)宽度(m)煤层厚度(m)容重t/m3煤柱煤量(kt)回收比列(%)损失量(kt)矿井采空区隔水煤柱1-11930250.531.2130.930.91-2110250.531.211.81.8风氧化带隔离煤柱2-1240250.531.213.83.82-2190250.531.213.03.02-3440250.531.217.17.12-4825250.531.2113.213.2井筒保护煤柱3-1200760.531.48、219.79.73-23801950.531.2147.547.5小计117.1117.1采区边角煤4-1113070.531.217.385.01.14-2188820.531.2112.185.01.8采区隔离煤柱5-1200200.531.212.62.6采区石门保护煤柱6-1307250.531.210.240.00.16-2178250.531.210.140.00.16-3267250.531.210.240.00.16-4355250.531.210.240.00.1区段煤柱7-154460.531.210.340.00.27-260760.531.210.440.00.27-349、60760.531.210.440.00.27-460760.531.210.440.00.27-560760.531.210.440.00.27-660760.531.210.440.00.27-760760.531.210.440.00.27-860760.531.210.440.00.27-958760.531.210.440.00.27-1058760.531.210.440.00.27-1158760.531.210.440.00.27-1258760.531.210.440.00.27-1329060.531.210.240.00.17-1429060.531.210.240.0050、.17-1529060.531.210.240.00.17-1626260.531.210.240.00.17-1726260.531.210.240.00.17-1826260.531.210.240.00.17-1937960.531.210.240.00.17-2037960.531.210.240.00.17-2137960.531.210.240.00.17-2237960.531.210.240.00.17-2327660.531.210.240.00.17-2427660.531.210.240.00.17-2527660.531.210.240.00.17-2627660.5351、1.210.240.00.17-2731060.531.210.240.00.17-2831060.531.210.240.00.17-2931060.531.210.240.00.17-3031060.531.210.240.00.17-3131060.531.210.240.00.17-3231060.531.210.240.00.17-3335360.531.210.240.00.17-3447060.531.210.340.00.27-3547060.531.210.340.00.27-3647060.531.210.340.00.27-3747060.531.210.340.00.252、7-3847060.531.210.340.00.27-3917460.531.210.140.00.17-4017460.531.210.140.00.17-4117460.531.210.140.00.1小计33.212.2合计150.4129.4表3-2-3 三联煤层煤柱计算表分类名称煤柱序号长度(m)宽度(m)煤层厚度(m)容重t/m3煤柱煤量(kt)回收比列(%)损失量(kt)矿井采空区隔水煤柱1-11555250.531.2225.125.1风氧化带隔离煤柱2-1302250.531.224.94.92-2165250.531.222.72.72-3500250.531.228.153、8.12-41300250.531.2221.021.0井筒保护煤柱3-1200850.531.2211.011.03-24471950.531.2256.456.4小计129.1129.1采区边角煤4-1194840.531.2212.685.01.94-2228980.531.2214.885.02.2采区隔离煤柱5-1189200.531.222.42.4采区石门保护煤柱6-1204250.531.220.140.00.16-2189250.531.220.140.00.16-3350250.531.220.240.00.16-4447250.531.220.340.00.2区段煤柱7-54、130260.531.220.240.00.17-251660.531.220.340.00.27-351660.531.220.340.00.27-451660.531.220.340.00.27-551660.531.220.340.00.27-651660.531.220.340.00.27-752460.531.220.340.00.27-853160.531.220.340.00.27-953160.531.220.340.00.27-1053160.531.220.340.00.27-1153160.531.220.340.00.27-1234560.531.220.240.00.55、17-1334560.531.220.240.00.17-1434560.531.220.240.00.17-1534560.531.220.240.00.17-1615860.531.220.140.00.17-1715860.531.220.140.00.17-1815860.531.220.140.00.17-1915860.531.220.140.00.17-2043360.531.220.340.00.27-2143360.531.220.340.00.27-2243360.531.220.340.00.27-2343360.531.220.340.00.27-2443360.53156、.220.340.00.27-2522860.531.220.140.00.17-2627660.531.220.240.00.17-2727660.531.220.240.00.17-2827660.531.220.240.00.17-2927660.531.220.240.00.17-3027660.531.220.240.00.17-3127660.531.220.240.00.17-3231060.531.220.240.00.17-3331060.531.220.240.00.17-3431060.531.220.240.00.17-3531060.531.220.240.00.1757、-3631060.531.220.240.00.17-3731060.531.220.240.00.17-3831060.531.220.240.00.17-3918760.531.220.140.00.17-4032560.531.220.240.00.17-4141560.531.220.340.00.27-4241860.531.220.340.00.27-4341860.531.220.340.00.27-4441860.531.220.340.00.27-4541860.531.220.340.00.2小计41.213.4合计170.3142.5回采率计算详见表3-2-4。经计算，矿58、井永久煤柱损失246.2kt、采区煤柱损失25.6kt、工作面落煤损失30.1kt，共计损失资源/储量301.9kt。矿井可采储量=矿井设计资源/储量矿井损失量=1323301.91021.1(kt)。矿井可采储量为1021.1kt，矿井回采率77.2%，采区回采率为94.8%，工作面回采率为97%。表3-2-4 矿井回采率计算表工作面损失(kt)采区损失量(kt)矿井损失量(kt)矿井动用储量kt矿井回采率%采区动用储量kt采区回采率%矿井可采储量kt落煤损失3%采煤方法损失工作面损失采区煤柱损失小计采区损失全矿性永久煤柱地质及水文地质小计煤量损失量煤量损失量123456789101112159、314151630.1 0.0 30.1 74.4 25.6 55.7 55.7 246.2 246.2 0.0 301.9 1323.0 77.2 1076.8 94.8 1021.1 第三节 开发规模及服务年限一、矿井工作制度矿井年工作日330天，采用“三、八”作业制度，“自采自准”循环作业方式。二、矿井开发规模本矿原生产能力为30kt/a，设计工程性质属整合扩建。根据矿井煤层赋存条件、开采技术条件、技术经济、有关对矿井扩建项目的服务年限要求等因素，矿井开发规模有60kt/a和90kt/a二个方案可供比选，综合分析如下：1、外部环境及市场条件受国际金融危机影响，煤炭市场亦受到一定程度的冲击60、，但种种迹象表明，国际金融危机的阴影正逐渐散去，国际、国内的经济已趋于好转，且近期煤炭市场需求和销售价格已呈现上扬趋势。煤炭作为主要能源在我省能源消耗中的比重约占70%，尚不能被其它能源所取代，长远分析煤炭市场前景看好，矿井宜适度加大开发强度，生产能力宜提高。2、资源条件矿井保有资源/储量1323kt，可采储量1021.1kt。若矿井开发规模为60kt/a，矿井服务年限为14.2a。服务年限符合规范规定，但矿井开发强度较弱，不能充分发挥各系统生产潜能，矿井经营维护费用比重太大，经济效益较差。若矿井开发规模为90kt/a，矿井服务年限为9.5a。服务年限仍符合规范规定，矿井开发强度适中，能充分发61、挥系统生产潜能，取得较好经济效益。3、开拓部署、采区及工作面布置矿井所采一联、三联煤层平均煤厚均为0.53m，属极薄煤层。若矿井开发规模为60kt/a，需布置2个采煤工作面同时生产才能达到设计生产能力，由于受现有对60kt/a生产矿井的政策限制，在同一采区内不能同时布置2个工作面同时生产，故必须形成双翼开拓，布置2个采区2个工作面同时生产。因此矿井开发规模为60kt/a的方案初期投入太大，回收期长，经济效益差，不可行。若矿井开发规模为90kt/a，同样需布置2个采煤工作面同时生产才能达到设计生产能力。根据政策规定，在同一采区内，90kt/a的矿井可于不同煤层各布置1个工作面同时生产。因此矿井可62、布置1个采区，一联煤层和三联煤层各布置1个工作面同时生产，进行合理配采，从而达到矿井设计生产能力。4、外部运输矿井有3.5km的简易公路与广元西北乡xx镇的公路相接，从衔接点至广元市城区约30km，交通运输方便，经计算，矿井汽车运输能力可达253kt/a。综上所述，确定矿井开发规模为90kt/a。三、服务年限矿井生产规模为90kt/a，矿井服务年限按下式计算：T式中：T矿井服务年限，年；Zk矿井可采资源/储量，1021.1 kt；A矿井设计生产能力，90kt/a；K储量备用系数，取1.2。计算矿井服务年限为9.5年。第四章 产品方案 第一节 煤质及用途一、煤质按煤炭质量分级标准(GB/T15263、24-2004)，一联煤层为特低灰、中高硫、低热值无烟煤；三联煤层为特低灰、中高硫、高热值无烟煤。二、产品用途根据煤质特征，矿井煤炭主要用作工业及民用煤，由于生产规模小，原煤按+50mm和500mm进行分级筛分后销售，产品方案为块煤、混煤。第二节 煤的加工、选矿及尾矿设施一、煤的加工矿井生产的煤炭主要用作工业用煤，根据矿井生产规模和市场需求，原煤产品不进行深加工，只作简单的手选和筛分选。二、选矿方案矿井所采煤层煤质属特低灰、中高硫、低高热值无烟煤，主要用作工业及民用煤，由于煤层薄，生产规模小，为提高产品附加值，保护环境，设计采用手选矸石和简易筛分选方案。 1、煤炭生产过程中，地面经过筛分选后，64、在块煤场对黄铁矿（FeS2）结核和矸石进行一次手选。2、原煤筛分选原煤由主平硐运至地面储煤场后，经50mm自制原煤筛进行筛分后，大于50mm的块煤进入块煤场，小于50mm的原煤进入混煤场。三、尾矿设施地面手选矸石堆放于临时储矸场，作为矸砖厂的原料。在临时排矸场下方构筑挡矸坝，上方及两侧修筑截洪沟，防止洪水冲走矸石污染环境。第五章 环境保护第一节 矿山地质环境一、保护对象本矿地处山区，矿区内无民房集中的村庄、重要建(构)筑物、水利设施等，工业场地亦位于开采区外，故区内无需要保护的建(构)筑物。二、地质环境条件矿井位于中等切割中低山沟谷地带，地势陡缓相间，地表岩土体相对稳定。矿区范围内，除局部由山65、洪引发的小型垮塌外，目前尚未发现滑坡、泥石流、地裂、塌陷等地质灾害。矿山生产过程中产生的废渣、废水、废气，由于量小，目前尚未对地质环境质量产生明显影响。矿区总体生态环境条件属简单类型。三、采动影响分析随着矿山开采的持续进行，地下水的疏干范围会逐渐增大，地下水潜水面不断下降，导致地表缺水，影响水土保持。矿井可采煤层两层，开采总厚1.06m左右。矿井开采后，产生地表变形地裂、塌陷等的可能性增大。虽然矿区地处山区，全为山林，矿山开采对环境影响较小。但矿井开采前仍必须对开采影响区域进行调查，对受采动影响的零星民房必须采取搬迁措施。矿井开采过程中，必须进行岩层移动观测。四、地质环境保护措施1、避免开挖边66、坡，严禁沿岩层倾向的顺向大切坡。2、合理规划临时矸石场，禁止置于沟口、村庄及公路上方。3、矿井水应净化处理达标后排放，闭坑时应做好还林还耕工作。第二节 环境保护措施一、矿井主要的污染源及污染物矿井主要污染源及污染物有：废水、烟气、粉尘、矸石、噪声等。二、环境治理采用标准1、大气环境质量标准(GB3095-82)；2、地面水环境质量标准(GB3838-88)；3、生活饮用水卫生标准(GB5749-85)；4、污水综合排放标准(GB8978-88)；5、农业灌溉水质标准(GB5084-85)；6、工业企业厂界噪声标准(GB12348-90)；7、工业企业噪声控制设计标准(GBJ87-85)；8、煤67、矿生产场所空气中粉尘控制浓度的规定(MJ200-89)。三、控制污染和生态变化的初步方案1、矿井废水（1）井下水处理矿井水中主要污染物为煤粉、岩粉，以悬浮物为主。处理方式为井下排水调节中和沉淀排放。（2）污废水处理场内食堂、机修车间污水分别经除油池，酸碱中和池处理；生活污水、场地粪便污水经生化池处理后达标排放。2、烟气矿区产生的烟气，主要为锅炉燃烧排出的气体，含SO2和烟尘。因此，锅炉应配置消烟除尘设施。3、粉尘井下作业会产生煤尘、粉尘，应实行湿式作业和喷雾洒水；回风侧设置常开喷雾洒水装置封闭除尘80%以上；设置自动洒水装置；转载点处设喷雾洒水装置，作业时打开，作业后关闭；地面储煤装车场进行喷68、雾洒水。4、矸石矿井正常生产时年排矸量18kt左右，矸石出井后堆放于临时储矸场，转运至附近矸砖厂作为制砖原料。5、噪声产生噪声的各种机器设备位于厂房或井下硐室内，风机、压风机自身装有消声器，设计选用低噪设备，设备基础设减振垫以消除噪声污染。第三节 水土保持及土地复垦一、水土保持矿区水土保持宜采用生物措施的方式综合治理。在矿区植树造林以保持水土。当煤炭资源采完后闭坑时，应拆除地面设施，填平坑口及工业场地后植树造林。二、土地复垦矿井地处山区，且开采极薄煤层，不会造成地表塌陷。因此，煤炭资源开采完毕后，只对工业场地进行土地复垦。第六章 矿井主要技术经济指标矿井主要技术经济指标见表6-1。表6-1 矿69、井主要技术经济表序号项 目 名 称单 位指标一矿井设计生产能力1、年产量2、日产量kt/at90273二矿井储量1、保有地质资源/储量2、设计资源/储量3、可采储量kt kt kt1323.01323.01021.1三矿井服务年限年9.5四煤类无烟煤五煤的主要用途工业用煤、民用六产品方案块煤、混煤七煤层情况1、可采层数2、可采煤层厚度3、煤层倾角层m度2一联（0.53）、三联（0.53）7281八矿区范围1、走向长度2、倾向长度3、许可开采标高kmKmM4.361.12+990+500九矿井开拓方式平硐开拓十开采方式地下开采十一水平个数同时生产水平数个个11十二达到设计产量时1、采区数2、工作70、面个数3、工作面长度个个m1272十三采煤方法倒台阶十四顶板控制全部垮落法十五大巷运输方式机车运输十六通风方式通风方法通风机型号分列式抽出式FBCDZ-6-NO15A十七矿井工作制度1、年工作天数2、日工作班数天班3303十八职工在籍人数人365十九全员工效吨/工d1.1二十成本1、原煤成本2、原煤销售价格元/吨元/吨222.96450二十一矿井回采指标矿井回采率采区回采率工作面回采率%77.294.897.0第二篇 初步设计第一章 井田概况及地质特征（详见第一篇第一章、第二章）第二章 井田开拓第一节 井田境界及资源/储量一、井田境界根据四川省国土资源厅以川国土资函2007第1499号关于广元71、市煤炭矿业权设置方案的批复，xx煤矿由14号拐点圈定，许可开采一联、三联煤层，许可开采标高为+900+300m。矿区走向长4.36km，倾斜宽1.12km，矿区面积4.896km2。资源/储量核实的矿区平面范围及开采煤层与广元市煤炭矿业权设置方案批复的矿区范围一致，但核实的标高调整为+990+500m。设计的范围是储量核实调整标高后的矿井范围，如表2-1-1。表2-1-1 设计范围及拐点坐标表坐标拐点号XY面积（km2）开采深度（m）开采煤层备 注13607900355655004.896+990+500一联三联由14号拐点圈闭 2360755035566500336035803556480072、4360395035563650矿井浅部为煤层露头，深部及西翼、东翼均无矿权设置，无矿界重叠及矿权纠纷。二、资源/储量1、地质资源/储量矿井保有地质资源/储量1323kt，其中122b类储量712kt、333类储量611kt,详见表2-1-2。表2-1-2 矿井保有资源/储量统计表煤层编号保有地质资源/储量及类别（kt）(122b)(333)合计一 联385282667三 联327329656合 计71261113232、工业资源/储量(Zc)对333资源量取可信度系数0.9，则矿井工业资源/储量为：Zc712+6110.91261.9（kt）3、设计资源/储量(Zs)设计资源/储量按下式计算73、：ZsZcA1A2A3A4式中：A1井田境界煤柱量，kt；A2防水煤柱量，kt；A3断层煤柱量，kt；A4地面建(构)筑物煤柱量，kt。矿井周边无矿权设置，无井田境界煤柱；采空区和煤层风氧化带隔离煤柱按25m留设，经计算煤柱量为121.6kt；矿井内无断层煤柱和地面建(构)筑物煤柱。则：Zs1261.9-121.6=1140.3（kt）4、设计可采储量（Zk）矿井设计可采储量按下式计算：Zk(ZsA5A6)C式中：A5工业场地保护煤柱量，kt；A6主要井巷煤柱量，kt；C采区回采率，%，薄煤层取85%。矿井工业场地位于开采范围外，下部为深部资源，埋深较大，且现无矿权设置，未设工业场地保护煤柱；74、+690m主平硐（前期）、+600m主平硐（后期）、+765m东副平硐、+880m东回风平硐垂直煤层布置，其靠近煤层段需留设保护柱，设计按建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程规定留设了井筒保护煤柱，经计算，煤柱量为124.6kt。则：Zk(1140.3-124.6)85%863.3（kt）第二节 生产能力及服务年限一、工作制度矿井年工作日330d，“三、八”作业制度，“自采自准”循环作业方式。二、设计生产能力本矿原生产能力为30kt/a，设计工程性质属整合扩建。根据矿井煤层赋存条件、开采技术条件、技术经济、开拓开采布置、有关对矿井扩建项目的服务年限要求等因素，矿井生产能力有60k75、t/a和90kt/a二个方案可供比选，综合分析如下：1、外部环境及市场条件受国际金融危机影响，煤炭市场亦受到一定程度的冲击，但种种迹象表明，国际金融危机的阴影正逐渐散去，国际、国内的经济已趋于好转，且近期煤炭市场需求和销售价格已呈现上扬趋势。煤炭作为主要能源在我省能源消耗中的比重约占70%，尚不能被其它能源所取代，长远分析煤炭市场前景看好，矿井宜适度加大开采强度，生产能力宜提高。2、资源条件矿井保有资源/储量1323kt，可采储量863.3kt。若矿井生产能力为60kt/a，矿井服务年限为11a。服务年限符合规范规定，但矿井开发强度较弱，不能充分发挥矿井各系统生产潜能，矿井经营管理及维简费用比76、重太大，经济效益较差。若矿井生产能力为90kt/a，矿井服务年限为7.4a。服务年限仍符合规范规定。矿井开发强度适中，能充分发挥矿井各系统的生产潜能，取得较好经济效益。3、开拓部署、采区及工作面布置矿井所采一联、三联煤层平均煤厚均为0.53m，属极薄煤层。若矿井开发规模为60kt/a，需布置2个采煤工作面同时生产才能达到设计生产能力，由于受现有对60kt/a生产矿井的政策限制，在同一采区内不能同时布置2个工作面同时生产，故必须形成双翼开拓，布置2个采区2个工作面同时生产。因此矿井开发规模为60kt/a的方案初期投入太大，回收期长，经济效益差，不可行。若矿井开发规模为90kt/a，同样需布置2个77、采煤工作面同时生产才能达到设计生产能力。根据政策规定，在同一采区内，90kt/a的矿井可于不同煤层各布置1个工作面同时生产。因此矿井可布置1个采区，一联煤层和三联煤层各布置1个工作面同时生产，进行合理配采，从而达到矿井设计生产能力。4、外部运输矿井有3.5km的简易公路与广元西北乡xx镇的公路相接，从衔接点至广元市城区约30km，交通运输方便，经计算，矿井汽车运输能力可达253kt/a。综上所述，确定矿井开发规模为90kt/a。三、服务年限矿井服务年限按下式计算：式中：T矿井设计服务年限，a；Zk矿井设计可采储量，kt；A矿井设计生产规模，kt/a；K储量备用系数，取1.3。T863.3/(978、01.3)7.4(a)计算矿井服务年限为7.4年，其中西翼设计可采储量为448.3kt，服务年限为3.8年；东翼设计可采储量为415.0kt，服务年限为3.6年。第三节 井田开拓一、矿井现状原广元市朝天区xx镇xx煤矿设计生产能力30kt/a，采用平硐开拓，设计主平硐和回风平硐2个井筒，采用“一进一回”的分列式通风方式，机械抽出式通风方法。主平硐井口位于整合后矿区中部，垂直煤层布置，井口标高+690m；回风平硐井口位于整合后矿区中西部，垂直煤层布置，井口标高+750m。采用走向长壁采煤法，木支柱支护，放炮落煤，人工手选，轨道运输。原广元市市中区xx无烟煤矿设计生产能力10kt/a，采用平硐开拓79、，设计主平硐和回风平硐2个井筒，采用“一进一回”的分列式通风方式，机械抽出式通风方法。主平硐井口位于整合后矿区西部边界附近，沿一联煤层走向布置，井口标高+820m；回风平硐井口位于整合后矿区西部边界附近，沿一联煤层走向布置，井口标高+875m。采用走向长壁采煤法，木支柱支护，放炮落煤，人工手选，轨道运输。该矿早在整合以前就已关闭。矿区采煤历史悠久，区内小窑较多，矿区范围内西部主要由原广元市朝天区xx镇xx煤矿和原广元市市中区xx无烟煤矿开采，矿区西部+690m标高以上大部分已采空；矿区东部仅一联煤层LD8号小窑有小部分采空区。二、影响开拓的主要因素1、地质构造矿井范围内煤层为单斜构造，煤层倾角80、7281，未见大的断层。2、地形地貌矿井地处山区，地形起伏较大，矿井现+690m主平硐工业场地和东部何家湾附近地势相对平缓，是作为矿井工业场地的主要选择地点。因此矿井所处区域的地形地貌是影响矿井开拓的主要因素之一。3、采空区位置及原有开拓系统矿井范围内现有采空区位置直接影响矿井的开拓布置。是否利用原有开拓巷道是影响开拓部署的重要因素。4、煤层开采技术条件矿井煤层呈单斜构造，煤层倾角7281，一联和三联煤层均为简单煤层，煤层间距72278m。一联煤层一般厚0.34m0.71m,平均0.53m；三联煤层一般厚0.32m1.12m,平均0.53m。一联和三联煤层于矿井中部沿走向有约800m的范围为薄81、化区。矿井属低瓦斯等级，各煤层均无煤尘爆炸危险性、不易自燃。以上主要煤层开采技术条件是影响矿井开拓及巷道布置的关键因素。三、开拓方案(一) 方案描述根据前述影响矿井开拓的因素综合分析，矿井开拓方案有分区平硐开拓、上下山开采方案和阶梯平硐开拓、上下山开采方案可选择。方案：分区平硐开拓、上下山开采方案将矿井划分为东、西两翼分期开采，先采西翼：利用井田中部的+690m主平硐（前期），将原xx风井改造为+750m西副平硐，将xx主井改造为+820m西回风平硐，于一联和三联煤层之间的岩层中布置+690m运输大巷、+750m辅助水平大巷和采区上（下）山，形成西翼开采系统。后期开采东翼：在井田东部布置+6082、0m主平硐（后期）、+765m东副平硐和+880m东回风平硐，于一联和三联煤层之间的岩层中布置+600m运输大巷、+765m辅助水平大巷和采区上（下）山，形成东翼开采系统。方案详见图C1067-109-1、C1067-109-2。方案：阶梯平硐开拓、上下山开采方案采用阶梯平硐开拓方式，将矿井划分为二个水平（即+690m水平和+600m水平）上下山开采，分三期进行开拓部署。一期工程投产+690m水平以西剩余资源（一采区），利用井田中部的+690m主平硐，将原xx风井改造为+750m副平硐，将xx主井改造为+820m西回风平硐，于一联和三联煤层之间的岩层中布置+690m运输大巷、+750m辅助水平83、大巷和采区上山，形成一采区生产系统。二期工程开采+600m水平东部资源，在井田东部布置+600m主平硐、+765m副平硐和+880m东回风平硐，同时报废+750m副平硐，并临时封闭+690m主平硐和+820m西回风平硐，于一联和三联煤层之间的岩层中布置+600m运输大巷、+765m辅助水平大巷和采区上（下）山，形成东翼开采系统。方案详见图2-3-1。（二）方案比较两方案的建井工程量、费用汇总分别比较计算见表2-3-1、2-3-2，优缺点比较见表2-3-3。表2-3-1 两方案建井工程量比较表类别巷道名称方案方案工程量(m)单价元/m费用/万元工程量(m)单价元/m费用/万元水平运输大巷266584、1600426.4采区行人下山426200085.2合计85.2426.4表2-3-2 费用汇总表 方 案项 目方案方案费用/万元百分率/费用/万元百分率/基建工程费85.2100426.4500.5总费用85.2100426.4500.5表2-3-4 开拓方案优缺点比较表方案优缺点方案方案优点1、较方案基建投资省341.2万元。2、分为东、西两翼分期开采，同时生产的工业场地和井下生产系统只有一套，便于管理。3、分为东、西两翼分区开拓，避开了中部煤层薄化区，减省了找煤工作。上山储量较方案多110kt左右。缺点上山储量较方案少110kt左右。1、较方案基建投资多341.2万元。2、在一段时期内存85、在两套生产系统，在两区交替期间管理困难。（三）方案确定经综合比较，与业主共同商定采用方案，即矿井划分为东、西两翼分期开采，采用分区平硐开拓、上下山开采方案。四、井口及工业场地位置确定1、井口位置1）改造利用井田中部原xx主井作为前期+690m主平硐，垂直煤层布置。+690m主平硐井口坐标：X3605620，Y35565330，Z+690.0m。2）改造利用井田中部原xx风井作为+750m西副平硐，垂直煤层布置。+750m西副平硐井口坐标：X3605363，Y35565114，Z+750.0m。3）改造利用井田西部边界xx主井作为+820m西回风平硐，沿一联煤层走向布置。+820m西回风平硐井口86、坐标：X3604183，Y35564487，Z+820.0m。2、主井工业场地位置+690m主井工业场地为改造利用，位于+690m主平硐井口东侧的煤层顶板岩层上方，距煤层较远，不受采动影响和洪水威胁，工程地质条件较好，无农田保护区，无滑坡、泥石流等地质灾害。工业场地占地面积1.45hm2。五、水平划分与标高矿井开采标高为+990+500m，设计划分东西两翼分期开采，先采西翼，划分为一个水平上下山开采，即+690m水平，另设750m辅助水平。东翼另行设计。六、大巷布置1、运输大巷+690m运输大巷布置在一联与三联煤层之间的岩层中，距一联煤层的垂距不小于40m，巷道坡度3，巷内铺设单轨，轨型15k87、g/m，轨距600mm，钢筋混凝土轨枕，道渣道床，担负煤炭、矸石、材料、设备等的运输和进风、行人、敷设管线等。采用半圆拱形断面，锚喷支护，净高2.6m，净宽2.6m，净断面积6.0m2；巷内一侧设水沟，矩形断面，宽0.2m，深0.2m。2、辅助水平大巷+750m辅助水平大巷布置在一联与三联煤层之间的岩层中，距一联煤层的垂距不小于40m，巷道坡度3，巷内铺设单轨，轨型15kg/m，轨距600mm，钢筋混凝土轨枕，道渣道床，担负矸石等的运输和进风、行人、敷设管线等。采用半圆拱形断面，锚喷支护，净高2.3m，净宽2.4m，净断面积4.9m2；巷内一侧设水沟，矩形断面，宽0.2m，深0.2m。3、总回88、风巷+820m西回风平硐即矿井西翼总回风巷，布置于一联煤层中；+880m东回风平硐即矿井东翼总回风巷，垂直煤层布置于岩层中。总回风巷采用半圆拱形断面，以砌碹支护为主，局部岩性较好段可采用锚喷支护，净高2.6m，净宽2.6m，净断面积6.0m2；巷内一侧设水沟，矩形断面，宽0.2m，深0.2m。七、采区划分及开采顺序1、采区划分矿井走向长约4.36km，开采标高+990+500m，倾斜煤面总长500m。根据上述煤层赋存范围，设计将西翼划分为3个采区，+690m标高以上划分为一采区，上山开采；+690m标高以下划分为二、三采区，下山开采。东翼另行设计。2、采区开采顺序采区开采顺序为前进式开采，即投89、产一采区，接替二采区，最后开采三采区。八、“三下”采煤设计范围内无“三下”采煤。第四节 井 筒一、井筒布置及用途矿井西翼共布置3个通达地面的井筒，即+690m主平硐（前期）、+750m西副平硐、+820m西回风平硐。1、+690m主平硐(前期)改造利用原xx煤矿主井作为+690m主平硐（前期），位于矿井中部煤层顶板岩层中。垂直煤层布置，井筒长190m，担负矿井煤炭、矸石、材料及设备的运输和进风、行人、排水及铺设管线等。2、+750m西副平硐改造利用原xx煤矿风井作为+750m副平硐，位于矿井中部煤层顶板岩层中。垂直煤层布置，井筒长120m，担负矿井矸石的运输和进风、行人、排水及铺设管线等。3、90、+820m西回风平硐改造利用原xx煤矿主井作为+820m西回风平硐，位于矿井西部边界附近，沿一联煤层走向布置，井筒长219m，为矿井专用回风井。二、井筒支护及装备1、+690m主平硐(前期)半圆拱形断面，以砌碹支护为主局部岩性较好段可采用锚喷支护，净高2.6m，净宽2.6m，净断面积6.0m2。巷内铺设单轨，轨型15kg/m，轨距600mm，钢筋混凝土轨枕，碎石道渣；巷内一侧设水沟，矩形断面，宽0.2m，深0.2m。2、+750m西副平硐半圆拱形断面，锚喷支护，净高2.3m，净宽2.4m，净断面积4.9m2。在巷内铺设单轨，轨型15kg/m，轨距600mm，钢筋混凝土轨枕，碎石道渣；巷内一侧设91、水沟，矩形断面，宽0.2m，深0.2m。3、+820m西回风平硐半圆拱形断面，以砌碹支护为主局部岩性较好段可采用锚喷支护，净高2.6m，净宽2.6m，净断面6.0m2。巷内一侧设水沟，矩形断面，宽0.2m，深0.2m。各井筒特征详见表2-4-1。表2-4-1 井筒特征表名 称单位+690m主平硐+750m西副平硐+820m西回风平硐井口坐标X360562036053633604183Y355653303556511435564487Zm690750820方位角12287324井筒长度m190120219井筒坡度333支护材料砌碹锚喷砌碹支护厚度mm300100300井筒断面净宽m2.62.4292、.6净高m2.62.32.6掘进宽m3.32.63.3掘进高m3.152.62.95净断面m26.04.96掘进断面m29.25.88.6井筒装备600m轨距15kg/钢轨单轨600m轨距15kg/钢轨单轨备 注改造利用改造利用改造利用第五节 车场及硐室一、车场矿井采用平硐开拓，无井底车场。设采区车场，如图C1067-121。采区车场布置形式为平车场，空、重车道平行排列，使用道岔联系。二、空重车线长度、调车方式及通过能力1、空重车线长度采区车场空重车线轨型15kg/m，轨距600mm，钢筋混凝土轨枕，碎石道渣道床。+690m运输大巷采用CCG5.0/600型矿用防爆柴油机车牵引1t矿车运输。拉93、煤车时，一列车最多由20辆矿车组成。空、重车线有效长度按下式计算：空车线：L1空mn空LK+NjLjLf重车线：L1重mn重LK+NjLjLf式中：L1空、L1重空、重车线长度，m；m列车数目，1列；n空、n重空、重车数，设计为20辆；LK每辆矿车带缓冲器时的长度，2.2m；Nj机车数，1台；Lj机车的长度，3.1m；Lf附加长度，取10m。L1空1202.2+13.11057.1(m)L1重1202.2+13.11057.1(m)取空、重车线长度取L1=60m。2、调车方式采用机车调度。3、通过能力N29700010-3式中：N采区车场通过能力，kt/a，下同；m每列车的个数，20辆；G每辆94、矿车的净载煤量，1.0t；K矸石运出量占煤量的百分率，10%；ta列车进入采区车场的平均间隔时间，计算为25min；297000年运输时间，min，每年按330d工作日、机车日运输时间15h；1.15运输不均衡系数。N29700010-3172(kt/a)4、下部车场通过能力富裕系数k(N-A)/A(17290)/9091.1%式中：k下部车场通过能力富裕系数；A矿井设计生产能力，90kt/a。k91.1%30%，符合要求。三、硐室井下主要硐室有消防材料库、采区变电所和轨道上山信号及躲避硐。1、消防材料库消防材料库设于+690m主平硐内，长30m，半圆拱断面，砌碹支护，净宽2.9m，净高3.095、5m，净断面7.9m2。硐室内设材料堆放平台，平台高度0.5m，宽度1m，台面使用M10号水泥砂浆抹面。2、采区变电所采区变电所设在+750m中部车场与+750m回风石门之间，半圆拱断面，砌碹支护，长20m，宽3.2m，高2.7m，净断面积7.5m2。采区变电所采用独立通风，设两个出口，其中一个出口与+750m中部车场相连；另一个出口与+750m回风石门相连。3、信号及躲避硐于采区轨道上山下部车场起坡点后6m处设信号及躲避硐，采用扩散通风。硐室采用半圆拱断面，砌碹支护，长1.5m，净宽2.0m，净高2.4m，净断面4.2m2。硐室内设置矿用电子电话和信号联络装置。第三章 大巷运输及设备第一节 96、大巷运输一、运输方式+690m主平硐采用防爆柴油机车牵引矿车运输，MGC1.16A型固定式矿车装载。轨型为15kg/m，轨距600mm，钢筋混凝土轨枕，道渣道床。二、运输系统1、煤炭运输系统投产时，一采区生产的原煤由矿车装载，经轨道上山下放至运输大巷，由防爆柴油机车牵引至地面。2、矸石运输系统投产时，一采区掘进工作面的矸石经采区轨道上山下放至运输大巷，由防爆柴油机车牵引至地面。3、材料运输系统投产时，地面材料由防爆柴油机车牵引至轨道上山下车场，再由轨道上山绞车提升至各区段车场。4、人员运输投产时，一采区未设机械运送人员装置。二采区行人下山和三采区行人下山安装架空乘人装置运送人员。第二节 矿 车97、一、矿车选型1、煤、矸石运输车辆设计选用MGC1.16A型固定式矿车运输煤、矸。2、支架、材料及一般设备运输车辆设计选用MC1-6A型材料车运输材料，选用MP1-6A型矿用平板车运输支柱及设备。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容积(m3)载重(t)外形尺寸轨距(mm)轴距(mm)自重(kg)名义载重最大载重长(mm)宽(mm)高(mm)MGC1.1-6A 1.11.020008801150600550592MC1-6A材料车1.02.920008801150600550494MP1-6A平板车1.02.02000880450600550438二、矿车数量按排列法98、计算，矿井需MGC1.1-6A型固定箱式矿车98辆，MC1-6A型材料车10辆，MP1-6A型平板车5辆。见表3-2-2。表3-2-2 矿井达产时各类矿车数量表序号矿车型号使用地点矿车数（辆）备 注1MGC1.1-6A型固定箱式矿车运输大巷40运行1列，备用1列。轨道上山91钩3辆，运行1钩，上、下车场各1钩。掘进工作面102个掘进面（每个掘进5辆）。采煤工作面302个采煤面（每个掘进15辆）。使用量小计89备用修理量9使用量的10%合计982MC1-6A材料车103MP1-6A平板车5第三节 运输设备选型+690m主平硐采用防爆柴油机车牵引矿车运输煤炭、矸石及材料，采区车场布置双轨，其余布置99、单轨，轨型15kg/m，轨距600mm，钢筋混凝土轨枕，道渣道床。一、+690m主平硐机车选型（一）计算依据1、矿井原煤生产能力：90kt/a。2、运输巷道长度及坡度：L1.4km，i3。3、矸石量：18kt/a。4、装载容器：载煤选用MGC1.1-6A型固定箱式矿车，矿车自重592kg。5、工作制度：矿井年工作330天，每天三班运输，每班运输时间为6h。6、煤的松散容重：1t/m3；矸石容重：1.8t/m3。（二）机车的选型设计初选CCG5.0/600型矿用防爆柴油机车，技术参数见表3-3-1。表3-3-1 CCG5.0/600型矿用防爆柴油机车技术参数表性能项目技术参数及内容粘重t5.0最100、大牵引力kN9.4(不撒砂粘重系数为0.17)轨距mm600轴距mm800最大运动速度km/h（空载）10（额定负载）9最小水平转弯半径m6最大制动力kN9.4全速制动距离m（空载）10（额定负载）运货40 运人20外型尺寸(长宽高)mm32009401500柴油机防爆电机功率kW12.5转速r/min2200机表温度145尾气温度69机油压力mpaCo含量0.1NOx含量%0.08起动方式手摇冷却方式水冷蒸发式离合器形式双片干式变速箱形式33机械式行车制动形式脚踏与手动联式减震形式叠片式燃油箱容量（L）(8小时工作日)20防爆发电机24V 200W防爆灯24V 50W环境温度40最大噪音GB101、(A)89选型计算如下：1、计算机车的牵引矿车数1）按重列车上坡起动条件计算：n1式中：n1按重列车上坡起动牵引矿车数，辆；P机车质量，5.0t；q矿车装载质量，1t；q0矿车质量，0.592t；g重力加速度，9.8m/s2；q起动粘着系数，取0.24；i运输线路坡度，3；a列车起动加速度，0.04m/s2；重列车起动阻力系数，q0.0135。经计算，n32.9辆。2）按重列车下坡制动时计算：n2=式中：n2按重列车下坡制时牵引矿车数；z制动粘着系数，取z0.17；b制动减速度，m/s2，b0.03858v2/，9km/h，煤矿安全规程第三百五十一条，运送物料时，40m，取25m。则b0.13102、m/s2y重列车上坡运行阻力系数，取y0.009；P、q、q0、i、g同上。经计算n2=61.4辆。按起动和制动条件，取n煤20辆，n矸13辆。2、校核计算如下1）空列车上坡运行阻力：Wk式中：Wk空列车上坡运行阻力，kN；k空列车运行阻力系数，k0.011；n煤、p、q0、同上。经计算，Wk2.31kN。2）重列车下坡运行阻力:WZ式中：WZ重列车下坡运行阻力，kN；z重列车运行阻力系数，z0.009；n煤、p、q0、同上。经计算WZ2.17kN。即：空列车上坡运行阻力和重列车下坡运行阻力都小于机车的最大牵引力9.4kN，机车满足牵引要求。3、机车台数计算式中：N机车台数，台；k1运输不均衡103、系数，取k11.2；k2矸石系数，取k11.2；Ab班产量，取Ab90.9t；v机车运行速度，取v9km/h；Tb每班工作时间，Tb6h；装车及调车时间，取25min；L运输距离，L1.4km。n煤、q符号含义同上。经计算，N0.98台。设计确定+690m主平硐选用矿用防爆柴油机车2台，其中工作1台，备用1台。第四章 采区布置及装备第一节 采煤方法一、采煤方法选择1、开采技术条件矿井煤层呈单斜构造，煤层倾角7281，一联和三联煤层均为简单煤层。一联煤层一般厚0.34m0.71m,平均0.53m；三联煤层一般厚0.32m1.12m,平均0.53m。一联煤层无伪顶，直接顶为铝土质页岩，厚15m；老104、顶为砂岩；底板为灰岩。三联煤层无伪顶，直接顶为硅质岩和铝土质硅质岩，厚10m；老顶为灰岩；底板为含燧石结核灰岩。本矿为低瓦斯矿井，各煤层均属不易自燃煤层，无煤尘爆炸危险性。2、采煤方法设计采用倒台阶采煤法。二、回采工艺设计采用炮采工艺。1、打眼：煤电钻打眼。2、落煤：爆破落煤。3、运煤：工作面煤炭自溜；工作面机巷安装一台刮板运输机运输煤炭至转载煤仓；转载煤仓下口人工装入矿车。4、顶板控制及采空区处理根据急倾斜煤层采用倒台阶采煤方法的特点，工作面采高即煤层全高。工作面采用木支柱点柱支护顶板，基本支柱排距0.8m，柱距0.8m，采用“自采自准”循环作业。工作面控顶距离各台阶不一致。最上一个台阶采用105、“三、四”排控顶，最下一个台阶采用“六、七”排控顶，中部各台阶根据导溜板设置需要情况进行调整，可采用“四、五”排或“五、六”排控顶方式。采场最大控顶距5.0m，最小控顶距1.8m，采用全部垮落法处理采空区。三、采区及工作面回采率采区回采率取85%，工作面回采率为97%。四、生产时主要材料消耗指标根据矿井采掘布置和巷道支护方式，预计矿井主要材料消耗指标为：钢材：0.7t/kt；坑木：4.0m3/kt，炸药：200kg/kt,雷管：500发/kt。第二节 采区布置一、投产采区位置及数目矿井投产采区为1个，即投产一采区，一联和三联煤层各布置1个工作面同时生产。 二、采区布置及开采顺序1、采区布置矿井106、东西走向长约4.36km，南北倾斜宽约1.12km，矿井划分东、西两翼分期开采。矿井西翼+690m标高以上剩余资源划分为一采区，+690m标高以下资源划分为二、三采区。东翼另行设计。一联煤层与三联煤层间距72278m，设计采用联合布置方式，即运输大巷、采区上山巷均布置于一联煤层与三联煤层之间的岩层中，通过石门与为两层煤联系。一采区开采垂高为135m，划分为2个区段开采，中部有+750m西副平硐可行人进风，故一采区只布置轨道上山和回风上山。二、三采区开采垂高为190m，划分为3个区段开采，布置有采区轨道下山、行人下山和回风上山。2、首采区特征一采区为矿井投产采区。一采区设计开采标高825690m107、，垂高为135m，煤层平均倾角778，倾斜宽约138m，走向长约1300m，划分为2个区段开采。在距一联煤层50m的底板岩层中伪斜布置2条上山，即轨道上山和回风上山。3、开采顺序采区内各区段自上而下开采，工作面采用后退式开采。三、回采工作面1、回采工作面巷道布置采煤工作面下顺槽采用双巷布置，即布置工作面机巷和工作面运输巷，两巷间隔净煤柱6m，工作面机巷与运输巷之间每间隔60m设一转载煤仓或行人巷。工作面运输巷、机巷、回风巷沿煤层走向布置，开切眼沿煤层倾向布置。2、首采工作面投产时于一采区一联煤层和三联煤层各布置一个回采工作面，工作面编号为1111及1131。区段垂高75m，减去工作面机巷与运输108、巷之间的垂高6m，工作面垂高69m，煤层倾角74，则工作面长度为72m。3、工作面长度及推进度设计工作面长度为72m。按工作面年生产时间330d、“三、八”制作业、“自采自准”循环作业方式，日循环进度3.0m、正规循环率90%计算，则年推进度为891m。4、工作面生产能力(1)矿井投产时一联煤层(1111)工作面生产能力按下式计算：A采1nIMLC式中：A采1采煤工作面生产能力，kt/a；n回采工作面个数，1个；I工作面长度，72m；M平均纯煤厚度，0.54m。L工作面走向年推进度，891m；煤层容重，1.21t/m3；C工作面回采率，97%。A采1720.548911.210.97/1000109、40.7(kt/a)(2)矿井投产时三联煤层(1131)工作面生产能力按下式计算：A采3nIMLC式中：A采3采煤工作面生产能力，kt/a；n回采工作面个数，1个；I工作面长度，72m；M平均纯煤厚度，0.58m；L工作面走向年推进度，891m；煤层容重，1.22t/m3；C工作面回采率，97%。A采3720.588911.220.97/100044.0(kt/a)(3)矿井投产时工作面生产能力按下式计算：A采A采1+A采3=40.7+44.0=84.7(kt/a)5、矿井生产能力矿井3个掘进队，全年进尺约4000m,掘进出煤约6.5kt。矿井生产能力为：A矿84.7+6.591.2(kt/a110、) 即全矿布置1个一联煤层工作面、1个三联煤层工作面、1个一联煤层掘进工作面、1个三联煤层掘进工作面和1个准备巷道掘进面，能满足矿井90kt/a生产能力。四、采区生产系统及设备(一) 采区生产系统1、煤炭运输工作面煤炭自溜至工作面机巷，经机巷的1台刮板输送机转运至工作面转载煤仓，转载煤仓下口即工作面运输巷装入矿车，矿车运输至采区中部车场后，由轨道上山绞车下放至采区车场。工作面机巷与运输巷之间，每隔6080m布置一个转载煤仓。转载煤仓沿煤层倾斜方向布置，下口安装闸门，倾角77，斜长6.2m、宽3m、高2.0m，采用矩形断面，矿工钢架棚支护。使用中一旦发生堵塞，则根据情况编制专门措施进行处理。2、111、矸石运输掘进工作面矸石装运至采区上、中部车场后经轨道上山绞车下放至采区车场。3、材料及设备运输材料、设备通过轨道上山提升绞车提至采区上、中部车场，运至采掘工作面。4、人员运送下井人员除一采区分别通过+690m运输大巷和+750m辅助水平大巷步行进入工作面外，其余采区由采区人行上（下）山架空乘人装置运至各区段石门后步行至各作业地点。5、采区通风新鲜风流从轨道上山、中部车场、运输石门、工作面运输巷(机巷)进入工作面，污风经工作面回风巷、回风石门进入回风上山。6、主要硐室通风采区变电所采用独立通风，其回风直接引入采区回风上山。采区轨道上山绞车房设计回风道，采用独立通风，其回风直接引入采区回风上山或总112、回风巷。7、排水一采区为上山开采，其涌水通过水沟自流排至地面。二、三采区为下山开采，涌水通过水泵排至运输大巷后自流出井。(二) 采区设备表4-2-1 采区主要设备配置表序号项目设备名称规格型号单位数量使用地点1采煤煤 电 钻ZMS12T台4采面刮板输送机SGD420/22台2机巷2掘进煤 电 钻ZMS12T台3掘进碛头风动凿岩机YT24台3掘进碛头局部通风机FBD5.0台3掘进巷道探水钻KHYD80台3掘进碛头3其它提升绞车JTPB1.21.0/24（75kW）台1轨道上山第三节 巷道掘进一、巷道断面及支护形式主平硐、回风平硐、采区车场、采区变电所、消防材料库、引风硐等巷道均采用半圆拱断面，砌113、碹支护；水平运输大巷、副平硐、辅助水平大巷、采区轨道上山、采区行人上山、采区回风上山、区段石门等巷道均采用半圆拱断面，锚喷支护；工作面运输巷、工作面机巷、工作面回风巷等均采用梯形断面，矿工钢架棚支护。二、掘进方法、掘进面个数及掘进机械设备矿井同时掘进的工作面3个，采用钻爆法掘进，岩巷、半煤岩巷均采用风动凿岩机打眼，人工装岩。岩巷采用全断面一次起爆、光面爆破技术。半煤岩巷采用分次爆破，煤、岩分装分运。三、矿井生产时期采掘比例矿井正常生产时期，2个回采工作面，3个掘进工作面（含开拓准备区掘进工作面），采掘比为2:3。经计算，矿井设计掘进率为44.5m/kt。四、移交生产时井巷工程量移交生产时，矿井114、施工井巷长度总计8253m(新施工7724m，利用529m)，其中岩巷4160m，半煤岩巷3949m，煤巷144m，井巷工程量总计51157.8m3。井巷工程量详见表4-3-1。五、移交生产时的三个煤量根据开拓开采布置，矿井移交生产时三个煤量及可采期为：开拓煤量448.3kt，可采期3.8a；准备煤量146.2kt，可采期1.2a；回采煤量56kt，可采期7个月。表4-3-1 井巷工程量汇总表顺序巷道名称断面积(m2)巷道长度(m)掘进体积(m3)铺 轨支护方式备注净掘进煤巷半煤巷岩巷长度(m)轨型1+690m主平硐6.09.2190.01748.0190.015砌碹利用2+690m水平运输大115、巷6.07.11188.08434.81188.015锚喷3+750m副平硐4.95.8120.0696.0120.015锚喷利用4+750m辅助水平大巷4.95.8894.05185.2894.015锚喷5采区下部车场9.112.9100.01290.0200.015砌碹6采区中部车场9.112.950.0645.0100.015砌碹7采区上部车场9.112.980.01032.0160.015砌碹8消防材料库7.910.830.0324.030.015砌碹9采区变电所7.510.620.0212.0砌碹10采区轨道上山4.95.8253.01467.4253.022锚喷11采区回风上山4.116、95.3254.01346.2锚喷12+600m区段石门4.95.8140.0812.0140.015锚喷13+750m区段石门4.95.8311.01803.8311.015锚喷14+800m区段石门4.95.8320.01856.0320.015锚喷15回风斜巷4.95.357.0302.1锚喷16+820m回风石门4.95.3153.0810.9锚喷17+820m西回风平硐6.08.6219.01883.4砌碹利用18工作面运输巷4.46.01300.07800.01300.015金属支架19工作面机巷4.45.51200.06600.0金属支架20工作面回风巷4.45.51230.06117、765.0金属支架21开切眼1.01.0144.0144.0木支柱合计144.03949.04160.051157.8第五章 通风与安全第一节 概 况一、矿井瓦斯1、矿井瓦斯根据广元市煤炭工业管理局广煤发200896号文件“关于发布广元市大昌沟煤业股份公司等89个煤矿2008年度瓦斯等级鉴定的通知”，原xx煤矿属低瓦斯矿井，2008年度鉴定矿井绝对瓦斯涌出量为0.38m3/min，相对瓦斯涌出量为6.18m3/t。2008年瓦斯等级鉴定时的开采标高与本次设计的首采区标高一致，故以2008年瓦斯等级鉴定作为设计依据。根据矿井2008年度瓦斯等级鉴定资料提供的数据，采用矿山统计法预测开采至500m118、标高时的矿井瓦斯涌出量作为通风设计的依据。矿井瓦斯涌出量预测计算如下：1) 2008年瓦斯等级鉴定时一联和三联煤层开采标高+690m，对应地表高程+950m，煤层埋深260m，相对瓦斯涌出量为6.18m3/t。2) 煤层瓦斯风氧化带的下部边界对应煤层埋深40m，按矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ10182006），参照采用相对瓦斯涌出量qCH42m3/t。3) 相对瓦斯涌出量随开采深度的变化剃度a值为：a52.6m/(m3.t-1)4) 设计最低开采标高+500m，对应地表高程+900m，煤层埋深400m，预测矿井瓦斯涌出量为：qCH4+2 +28.8(m3/t)5) 矿井设计生产能力90kt/a119、，平均日产273t,依据上述相对瓦斯涌出量换算矿井绝对瓦斯涌出量为1.7m3/min。6）结合矿井分源瓦斯涌出量统计资料情况，分析预测矿井采掘工作面及其它地点的瓦斯涌出量见表5-1-1。表5-1-1 采掘工作面及其它地点瓦斯涌出量预测表序号瓦斯涌出地点绝对瓦斯涌出量(m3/min)1采煤工作面(1)0.42采煤工作面(2)0.43沿煤掘进工作面(1)0.34沿煤掘进工作面(2)0.35采空区及其它地点0.3合 计1.7二、煤层自然发火根据四川省煤炭产品质量监督检验站提交的“检测报告”，矿井所采的一联、三联煤层均属不易自燃煤层。三、煤尘爆炸性根据四川省煤炭产品质量监督检验站提交的“检测报告”，矿120、井所采的一联、三联煤层均无煤尘爆炸危险炸性。四、地温及冲击地压矿井地温正常，无冲击地压。第二节 矿井通风一、通风系统及通风方式1、通风方式设计为分区开采，先采西翼，采用平硐开拓，分列式通风方式。2、通风方法设计选用抽出式通风方法。3、通风系统一采区生产时，新风从+690m主平硐（前期）和+750m西副平硐进入，经轨道上山、中部车场、区段运输石门、工作面运输巷和机巷进入采煤工作面，污风经采煤工作面回风巷、区段回风石门、采区回风上山、+820m回风石门进入+820m西回风平硐，由风井主要通风机抽排出地面。二、三采区生产时，新风从+690m主平硐（前期）进入，经轨道下山（行人下山）、中部车场、区段运121、输石门、工作面运输巷和机巷进入采煤工作面，污风经采煤工作面回风巷、区段回风石门、采区回风上山、+820m回风石门进入+820m西回风平硐，由风井主要通风机抽排出地面。各时期的通风系统详见图C1067-171-1、C1067-171-2。二、风井数目、位置、服务范围及服务年限矿井设1个专用回风井，即+820m西回风平硐，位于西部边界，系利用原xx煤矿主平硐改造而成，服务范围是矿井西翼一、二、三采区，服务年限约6年。三、掘进通风及硐室通风1、掘进通风掘进工作面采用FBD5.0型局部通风机配阻燃、抗静电胶质风筒进行压入式供风。2、硐室通风井下消防材料库位于新鲜风流中，采用全风压并联通风；采区变电所、122、采区轨道上山绞车房为独立通风硐室，其回风直接引入采区回风上山。四、矿井风量、风压及等积孔计算(一) 矿井需风量计算1、按井下同时工作的最多人数所需风量计算Q4Nk式中：N井下同时工作的最多人数，据第十六章计算为81人；4每人每分钟供风标准，m3/min；k矿井通风系数，取1.2。Q4811.2388.8(m3/min)6.5m3/s2、按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需风量进行计算Q(Q采Q掘Q硐Q它)k式中：Q采、Q掘、Q硐、Q它分别为采煤工作面、掘进工作面、独立通风硐室及其它行人、维护巷道所需风量总和(m3/s)；k矿井通风系数，取1.2。1）采煤工作面需风量计算（1）按瓦斯涌出量计算Q采123、100q采kc式中：q采采煤工作面绝对瓦斯涌出量，q采0.4m3/min；kc工作面瓦斯涌出不均衡系数，炮采工作面取1.8。Q采1000.41.872(m3/min) 1.2m3/s（2）按工作面温度计算Q采60V采S采Ki式中：V采采煤工作面适宜风速，m/s，回采工作面进风流温度年均20左右，对应风速取1.5m3/s；S采采煤工作面的平均有效断面积，m2；工作面最大控顶距为5.0m，最小控顶距1.8m，按平均煤层厚度0.53m，则：S采工作面采高1.8m2Ki回采工作面长度系数，取1.0。Q采601.51.81.0162(m3/min)2.7m3/s （3）按炸药量计算Q采25Ac式中：Ac124、采煤工作面一次使用最大炸药量，Ac5.0kg。Q采255.0125(m3/min)2.1m3/s（4）按工作面最多人数计算Q采4nc式中：nc回采工作面同时工作的最多人数，设计nc10人。Q采41040(m3/min)0.7m3/s（5）按风速进行验算根据煤矿安全规程，按式：0.25Q采/S采4.0进行验算。式中：Q采根据以上计算取最大值，Q采2.7m3/s；S采回采工作面有效断面，工作面平均有效断面为1.8m2。经验算，Q采2.7m3/s符合风速要求。矿井投产时有2个采煤工作面，备用采煤工作面风量按工作面需风量的50%配备，即Q采备1.5m3/s，则采煤工作面需风量总和为：Q采2Q采+Q采备125、6.9（m3/s）。2）局部通风机需风量及掘进工作面配风量（即局部通风机供风量）（1）按瓦斯涌出量计算局部通风机需风量Qf100q掘kd式中：Qf局部通风机需风量，m3/min；q掘按煤巷掘进工作面绝对瓦斯涌出量计算，q掘0.3m3/min；kd掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取kd1.8。Qf1000.31.854（m3/min）0.9m3/s（2）按工作面最多人数计算局部通风机需风量Qf4nj式中：nj掘进工作面同时工作的最多人数，取nj8人。Qf4832(m3/min)0.53m3/s（3）按炸药量计算局部通风机需风量Qf25Aj式中：Aj掘进工作面一次起爆的最大炸药量，取Aj126、6kg。Qf256150(m3/min)2.5m3/s（4）按风速验算局部通风机需风量按式：0.25Qf/S掘煤4.0和0.15Qf/S掘岩4.0进行验算。式中：Qf2.5m3/s S掘进工作面有效断面，S掘煤4.4m2 ，S掘岩6.0m2经验算，Qf2.5m3/s符合风速要求。（5）局部通风机需风量确定根据以上计算取最大值，确定局部通风机需风量Qf2.5m3/s。（6）掘进工作面配风量（即局部通风机供风量）计算Q掘Qfkf式中：Q掘掘进工作面配风量，m3/s；Qf局部通风机需风量，Qf2.5m3/s；kf根据煤矿安全规程第一百二十八条，为了保证局部通风机不发生循环风和风流瓦斯浓度符合规定（掘127、进工作面瓦斯浓度小于1%，总回风瓦斯浓度小于0.7%），kf1.43。Q掘2.51.433.6（m3/s）矿井共有3个掘进工作面，则掘进工作面需风量总和为：Q掘3Q掘10.8m3/s。3）硐室需风量采区变电所和采区轨道上山绞车房需独立通风，其需风量各取1.5m3/s。则：Q硐3.0m3/s。4）其它需风量（1）掘进工作面贯通期间以及排放瓦斯时需配备的备用风量，按一个掘进工作面的需风量配备，则Q它13.6m3/s（2）柴油机车需风量Q它2q0N式中：q0柴油机车单位功率的供风指标，取4.0 m3/min；N柴油机车设备的总功率，井下同时工作的5.0t柴油机车最多为2台，机车功率为12.5kW，则128、：Q它24.012.52100m3/min1.7m3/s则：Q它Q它1+Q它23.6+1.75.3m3/s5）矿井需风量Q(Q采Q掘Q硐Q它)k(6.9+10.8+3.0+5.3)1.232m3/s6）按风速验算运输大巷：Q总/S主32.0/6.05.38m/s回风平硐：Q总/S回32.0/6.05.38m/s即Q总32.0m3/s符合风速验算要求。3、矿井需风量确定按以上1、2项计算结果取最大值，矿井需风量确定为32.0m3/s。2、矿井风量分配采煤工作面：配风3.5m3/s，2个采煤工作面共计7.0m3/s；掘进工作面：配风5.0m3/s，3个掘进工作面共计15.0m3/s；硐 室：配风3129、.0m3/s，2个硐室共计6.0m3/s；其它巷道：共计4.0m3/s。合计：32.0m3/s。(二) 矿井通风风压通过分析、比较，分别按采区及风井服务范围确定各风井的通风容易和困难时期，并分别沿按各风井通风容易时期和通风困难时期的最大通风阻力路线计算通风总阻力。+820m西回风平硐：一采区开采时通风最容易，二采区开采时通风最困难。开采一采区和开采二采区时+820m西回风平硐的回风量均为32m3/s。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)。经计130、算，+820m西回风平硐通风容易时期摩擦阻力为361.5Pa，通风困难时期摩擦阻力为977.5Pa。风井通风摩擦阻力计算详见表5-2-1、5-2-2。表5-2-1 +820m西回风平硐通风阻力计算表(通风容易时期) 序号巷道名称断面支护阻力系数a(NS2/m4)净周长P(m)巷道长L(m)净 断 面风 量风 阻R(NS2/m8)风 速V(m/s)阻 力H(Pa)备注形状方式S(m2)S3Q(m3/s)Q21+750m西副平硐半圆拱锚喷0.0098.41204.9117.615.0225.00.0773.0617.32+750m辅助水平大巷半圆拱锚喷0.0098.48704.9117.615.0131、225.00.5593.06125.83+750m石门半圆拱锚喷0.0098.42504.9117.63.512.30.1610.712.041131运输巷梯形金属支架0.0258.56244.485.22.04.01.5570.456.251131工作面矩形木支柱0.037.9721.85.83.512.32.9261.9435.861131回风巷梯形金属支架0.0258.56074.485.23.512.31.5140.8018.57回风斜巷梯形金属支架0.0258.5604.485.23.512.30.1500.801.88+800m回风石门半圆拱锚喷0.0098.4104.9117.6132、11.0121.00.0062.240.89一采区回风上山半圆拱锚喷0.0098.4404.9117.628.0784.00.0265.7120.210+820m回风石门半圆拱锚喷0.0098.4704.9117.628.0784.00.0455.7135.311+820m西回风平硐半圆拱砌碹0.0049.22706.0216.032.01024.00.0465.3347.112引风硐半圆拱砌碹0.0049.2206.0216.032.01024.00.0035.333.5小 计314.3加15%局部阻力47.2合 计361.5表5-2-2 +820m西回风平硐通风阻力计算表(通风困难时期) 133、序号巷道名称断面形状支护方式阻力系数a(NS2/m4)净周长P(m)巷道长L(m)净 断 面风 量风 阻R(NS2/m8)风 速V(m/s)阻 力H(Pa)备注S(m2)S3Q(m3/s)Q21+690m主平硐半圆拱砌碹0.0049.21206.0216.032.01024.00.0205.3320.92二采区上车场半圆拱锚喷0.00911.1409.1753.612.5156.30.0051.370.83二采区行人下山半圆拱锚喷0.0099.91226.8314.412.5156.30.0351.845.44620m石门半圆拱锚喷0.0099.92006.8314.43.512.30.057134、0.510.751231运输巷梯形金属支架0.0258.55004.485.22.04.01.2470.455.061231工作面矩形木支柱0.037.9701.85.83.512.32.8451.9434.871231回风巷梯形金属支架0.0258.55004.485.23.512.31.2470.8015.38+680m回风石门半圆拱锚喷0.0098.42004.9117.63.512.30.1290.711.69二采区回风上山半圆拱锚喷0.0098.4174.9117.622.0484.00.0114.495.310二采区回风上山半圆拱锚喷0.0098.41054.9117.626.06135、76.00.0675.3145.611750m回风巷半圆拱锚喷0.0098.412304.9117.626.0676.00.7905.31534.312一采区回风上山半圆拱锚喷0.0098.41274.9117.632.01024.00.0826.5383.613+820m回风石门半圆拱锚喷0.0098.4704.9117.632.01024.00.0456.5346.114+820m西回风平硐半圆拱砌碹0.0049.22706.0216.032.01024.00.0465.3347.115引风硐半圆拱砌碹0.0049.2206.0216.032.01024.00.0035.333.5小 计8136、50.0加15%局部阻力127.5合 计977.5 (三) 矿井等积孔+820m西回风平硐等积孔通风容易时期等积孔A易1.19Q/1.1932.0/2.0(m2) 通风困难时期等积孔A难1.19Q/1.1932.0/1.22(m2) 由上计算得知，+820m西回风平硐通风容易时期通风难易程度为容易，通风困难时期通风难易程度为中等。五、通风设施、防止漏风和降低风阻的措施(一) 通风设施1、为防止瓦斯、煤尘爆炸时损坏风机，回风平硐井口设防爆门。2、为避免运输大巷、采区车场或采区上山附近发生火灾时事故的扩大，矿井需要反风，反风通过主要通风机反转实现。3、为使风流按规定路线流动，控制各用风地点的风量，137、井下有关巷道中设置正反向风门、调节风门、密闭墙等通风构筑物。(二) 防止漏风的措施1、采煤工作面设计采用后退式开采，减少采空区漏风。2、回采后的采区、采面、废弃的巷道及时设置密闭墙，减少采空区漏风量。3、矿井+690m主平硐、+750m西副平硐和+820m西回风平硐属于改造利用巷道，设计要求对沿途盲巷、废巷按质量标准进行密闭并加强管理，隔离采空区，防止向采空区漏风。4、系统发生变化后，及时调整通风系统，避免矿井各地点压差发生变化而导致漏风量增加。5、主要风门设置两道连锁的风门，防止风流短路或漏风。对设在运输线上的通风调节风门派专人管理。风墙、风门等通风构筑物设置在围岩坚固、地压稳定的地点，并进138、行刻槽、粉抹，减少漏风。6、生产时设专人负责通风构筑物的检查与维修。(三) 降低风阻的措施1、严格按设计断面及支护形式施工。2、新掘巷道周壁尽可能光滑，金属支架巷道刹帮背顶、架设整齐，锚喷巷道采用光面爆破。巷道转弯处应呈圆弧形或使之呈钝角，避免直拐弯。3、避免在主要通风巷道中堆积杂物，设专人检查井巷状况，发现问题及时维修，保证巷道的有效通风断面达到设计要求。第六章 主要设备第一节 提升设备矿井投产时，只形成一采区轨道上山，因一采区服务年限较短，本次设计对二采区轨道下山及三采区轨道下山绞车均进行选型，对二采区行人下山、及三采区行人下山架空乘人装置进行选型。一、一采区轨道上山绞车选型（一）选型依据139、1、矿井原煤年生产能力：90kt/a。2、矸石量：18kt/a。3、提升方式：单钩串车提升。4、井筒参数；LL斜+L上+L下=253+15+15=283m，25。5、提升容器：MGC1.1-6A型固定式矿车，载煤1000kg，矿车自重592kg。6、工作制度：年工作日330d，每天净提升时间21h。7、钢丝绳安全系数：Ma6.5。8、煤的松散容重：1t/m3；矸石容重：1.8t/m3。（二）设备选型1、计算提升循环时间井筒上、下均为平车场。经计算，提升循环时间T325 s。2、按产量要求一次提升量式中：Q按产量要求的一次提升量，t；k装满系数，取k0.9；k1提升不均匀系数，取k1.25；k2140、提升能力富余系数，取k1.1；b年工作日，330d；A矿井年生产能力，A108000t；T次提升循环时间，T325s；t每天提升工作小时数，t21h。经计算，Q2152kg。3、一次提升串车数式中：n1一次串车数量；Q按产量要求一次提升量，Q2152kg；m1矿车载煤量，m11000kg。经计算，n12.2辆。取一次提升煤车n13辆，重量为4776kg；一次提升矸石1辆，重量为2392kg。故按提升煤车，对绞车进行选型及校验。初选JTPB1.21.0/24型矿用绞车，技术参数见表6-1-1。表6-1-1 JTPB1.21.0/24型矿用绞车技术参数表卷 筒最大静张力kN钢绳最大直径(mm)绳速141、(m/s)最大容绳量(m)电 动 机直径(mm)宽度(mm)功率(kW)1200100030202.5660754、按矿车连接器强度计算矿车数式中：n2按连接器强度要求允许一次提升矿车数；m1矿车载煤量，1000kg；m2矿车自重，592kg；Fl矿车连接器最大允许拉力60kN；f1矿车阻力系数，取f10.015；g重力加速度，取g9.8m/s2；井筒倾角，25。经计算n2=8.82辆3辆。5、钢丝绳选型根据一次提升量要求，按下式计算：式中：n一次提升矿车数，n3辆；mp钢丝绳单位质量，kg/m；钢丝绳抗拉强度，1570MPa；ma钢丝绳安全系数，按煤矿安全规程第400条，ma6.5；L提升长142、度，L283m；f2钢丝绳运行阻力系数，取f20.25；m1、m2、f1同上。经计算，mp=0.84kg/m。钢丝绳选用6V19+FC-20.0-1570型，钢丝绳单位质量m/p1.65kg/m，钢丝绳破断拉力总，Qp272.816kN。6、作用在绞车上的最大静张力式中：n、g、m1、m2、L、f1、f2、m/p、同前。作用在绞车上的最大静张力，。7、安全系数校验式中：QP钢丝绳破断拉力总，Qp272.816kN；Fjmax作用在绞车上的最大静张力，Fjmax23.7kN。经计算，ma11.516.5故所选钢丝绳符合煤矿安全规程规定。8、绞车卷筒尺寸的校验根据煤矿安全规程规定，井下绞车应满足：143、1) 卷筒直径D160d式中：D1应选绞车卷筒直径，mm；d提升钢丝绳直径，d20.0mm。经计算，D1(1200mm)D(1200mm),所选绞车滚筒直径满足要求。2) 卷筒宽度 B1式中：B1应选绞车卷筒宽度，mm；L提升长度，283m；试验钢丝绳长度，30m；K缠绕层数；取K3；D卷筒直径，为1.2m；Dp平均缠绕直径，m，DpD+(K-1)d10-31.24m；n最少摩擦圈数，取n=3；n每季度将钢丝绳移动四分之一圈的备用圈数，n4；d钢丝绳直径，d20.0mm；钢丝绳之间的间隙，取3mm。经计算，B1(669mm)B(1000mm)，所选绞车滚筒宽度满足要求。9、按最大静张力来确定绞144、车的提升负荷即：Fjmax绞车的最大静张力额定值经计算Fjmax为23.7kN，所选绞车的最大静张力30kN23.7kN。根据以上计算，初选JTPB1.21.0/24型矿用绞车满足提升要求。10、校验电机的功率单钩下放重物时：式中：N绞车电动机功率，kW；Fjmax单钩提升系统最大静张力，23700N；减速器传动效率，取0.85；K电动机的备用系数，取K1.1；vm绳速，2.5m/s。经计算，N58.2kW，配套防爆电机功率为75kW满足要求。3、提升安全1）提升系统设置深度指示器、防止过卷装置、防止过速装置、防松绳装置、过负荷和欠电压保护装置、深度指示器失效保护装置、闸间隙保护装置、减速功能145、保护装置、定车装置等。2）配KXT18智能型矿井提升信号装置一套。按煤矿安全规程的要求设置挡车装置。3）配套防爆PLC电控系统一套（厂家配套）。4）各车场设信号及躲避硐室。5）轨道上山上端过卷距离为12m。二、二采区轨道下山绞车选型（一）选型依据1、矿井原煤年生产能力：90kt/a。2、矸石量：18kt/a。3、提升方式：单钩串车提升。4、井筒参数；LL斜+L上+L下=452+15+15=482m，25。5、提升容器：MGC1.1-6A型固定式矿车，载煤1000kg，矿车自重592kg。6、工作制度：年工作日330d，每天净提升时间21h。7、钢丝绳安全系数：Ma6.5。8、煤的松散容重：1t146、/m3；矸石容重：1.8t/m3。（二）设备选型1、计算提升循环时间井筒上、下均为平车场。经计算，提升循环时间T495s。2、按产量要求一次提升量式中：Q按产量要求的一次提升量，t；k装满系数，取k0.9；k1提升不均匀系数，取k1.25；k2提升能力富余系数，取k1.1；b年工作日，330d；A矿井年生产能力，A108000t；T次提升循环时间，T495s；t每天提升工作小时数，t21h。经计算，Q3272kg。3、一次提升串车数式中：n1一次串车数量；Q按产量要求一次提升量，Q3272kg；m1矿车载煤量，m11000kg。经计算，n13.3辆。取一次提升煤车n14辆，重量为6368kg；147、一次提升矸石2辆，重量为4784kg。故按提升煤车，对绞车进行选型及校验。初选JTPB1.P1.2/24型矿用绞车，技术参数见表6-1-2。表6-1-2 JTPB1.61.2/24型矿用绞车技术参数表卷 筒最大静张力kN钢绳最大直径(mm)绳速(m/s)最大容绳量(m)电 动 机直径(mm)宽度(mm)功率(kW)160012004524.52.58801104、按矿车连接器强度计算矿车数式中：n2按连接器强度要求允许一次提升矿车数；m1矿车载煤量，1000kg；m2矿车自重，592kg；Fl矿车连接器最大允许拉力60kN；f1矿车阻力系数，取f10.015；g重力加速度，取g9.8m/s2；148、井筒倾角，25。经计算n2=8.82辆4辆。5、钢丝绳选型根据一次提升量要求，按下式计算：式中： mp钢丝绳单位质量，kg/m；n一次提升矿车数，n4辆；钢丝绳抗拉强度，1570MPa；ma钢丝绳安全系数，按煤矿安全规程第400条，ma6.5；L提升长度，L482m；f2钢丝绳运行阻力系数，取f20.25；m1、m2、f1同上。经计算，mp=1.19kg/m。钢丝绳选用6V19+FC-20.0-1570型，钢丝绳单位质量m/p1.65kg/m，钢丝绳破断拉力总，Qp272.816kN。6、作用在绞车上的最大静张力式中：n、g、m1、m2、L、f1、f2、m/p、同前。作用在绞车上的最大静张力，149、。7、安全系数校验式中：QP钢丝绳破断拉力总，Qp272.816kN；Fjmax作用在绞车上的最大静张力，Fjmax32.6kN。经计算，ma8.376.5。故所选钢丝绳符合煤矿安全规程规定。8、绞车卷筒尺寸的校验根据煤矿安全规程规定，井下绞车应满足：1) 卷筒直径D160d式中：D1应选绞车卷筒直径，mm；d提升钢丝绳直径，d20.0mm。经计算，D1(1200mm)D(1600mm),所选绞车滚筒直径满足要求。2) 卷筒宽度 B1式中：B1应选绞车卷筒宽度，mm；L提升长度，482m；试验钢丝绳长度，30m；K缠绕层数；取K3；D卷筒直径，为1.6m；Dp平均缠绕直径，m，DpD+(K-1150、)d10-31.64m；n最少摩擦圈数，取n=3；n每季度将钢丝绳移动四分之一圈的备用圈数，n4；d钢丝绳直径，d20.0mm；钢丝绳之间的间隙，取3mm。经计算，B1(815mm)B(1200mm)，所选绞车滚筒宽度满足要求。9、按最大静张力来确定绞车的提升负荷即：Fjmax绞车的最大静张力额定值经计算Fjmax为45kN，所选绞车的最大静张力45kN32.6kN。根据以上计算，初选JTPB1.61.2/24型矿用绞车满足提升要求。10、校验电机的功率式中：N绞车电动机功率，kW；Fjmax单钩提升系统最大静张力，32600N；减速器传动效率，取0.85；K电动机的备用系数，取K1.1；vm151、绳速，2.5m/s。经计算，N105.5kW，配套防爆电机功率为110kW满足要求。3、提升安全1）提升系统设置深度指示器、防止过卷装置、防止过速装置、防松绳装置、过负荷和欠电压保护装置、深度指示器失效保护装置、闸间隙保护装置、减速功能保护装置、定车装置等。2）配KXT18智能型矿井提升信号装置一套。按煤矿安全规程的要求设置挡车装置。3）配套防爆PLC电控系统一套（厂家配套）。4）各车场设信号及躲避硐室。5）轨道下山上端过卷距离为15m。三、三采区轨道下山绞车选型（一）选型依据1、矿井原煤年生产能力：90kt/a。2、矸石量：18kt/a。3、提升方式：单钩串车提升。4、井筒参数；LL斜+L上152、+L下=457+15+15=487m，25。5、提升容器：MGC1.1-6A型固定式矿车，载煤1000kg，矿车自重592kg。6、工作制度：年工作日330d，每天净提升时间21h。7、钢丝绳安全系数：Ma6.5。8、煤的松散容重：1t/m3；矸石容重：1.8t/m3。（二）设备选型1、计算提升循环时间井筒上、下均为平车场。经计算，提升循环时间T499s。2、按产量要求一次提升量式中：Q按产量要求的一次提升量，t；k装满系数，取k0.9；k1提升不均匀系数，取k1.25；k2提升能力富余系数，取k1.1；b年工作日，330d；A矿井年生产能力，A108000t；T次提升循环时间，T499s；t153、每天提升工作小时数，t21h。经计算，Q3300kg。3、一次提升串车数式中：n1一次串车数量；Q按产量要求一次提升量，Q3300kg；m1矿车载煤量，m11000kg。经计算，n13.3辆。取一次提升煤车n14辆，重量为6368kg；一次提升矸石2辆，重量为4784kg。故按提升煤车，对绞车进行选型及校验。初选JTPB1.P1.2/24型矿用绞车，技术参数见表6-1-2。表6-1-2 JTPB1.61.2/24型矿用绞车技术参数表卷 筒最大静张力kN钢绳最大直径(mm)绳速(m/s)最大容绳量(m)电 动 机直径(mm)宽度(mm)功率(kW)160012004524.52.58801104154、按矿车连接器强度计算矿车数式中：n2按连接器强度要求允许一次提升矿车数；m1矿车载煤量，1000kg；m2矿车自重，592kg；Fl矿车连接器最大允许拉力60kN；f1矿车阻力系数，取f10.015；g重力加速度，取g9.8m/s2；井筒倾角，25。经计算n2=8.82辆4辆。5、钢丝绳选型根据一次提升量要求，按下式计算：式中： mp钢丝绳单位质量，kg/m；n一次提升矿车数，n4辆；钢丝绳抗拉强度，1570MPa；ma钢丝绳安全系数，按煤矿安全规程第400条，ma6.5；L提升长度，L487m；f2钢丝绳运行阻力系数，取f20.25；m1、m2、f1同上。经计算，mp=1.19kg/m。钢155、丝绳选用6V19+FC-20.0-1570型，钢丝绳单位质量m/p1.65kg/m，钢丝绳破断拉力总，Qp272.816kN。6、作用在绞车上的最大静张力式中：n、g、m1、m2、L、f1、f2、m/p、同前。作用在绞车上的最大静张力，。7、安全系数校验式中：QP钢丝绳破断拉力总，Qp272.816kN；Fjmax作用在绞车上的最大静张力，Fjmax32.65kN。经计算，ma8.366.5。故所选钢丝绳符合煤矿安全规程规定。8、绞车卷筒尺寸的校验根据煤矿安全规程规定，井下绞车应满足：1) 卷筒直径D160d式中：D1应选绞车卷筒直径，mm；d提升钢丝绳直径，d20.0mm。经计算，D1(12156、00mm)D(1600mm),所选绞车滚筒直径满足要求。2) 卷筒宽度 B1式中：B1应选绞车卷筒宽度，mm；L提升长度，487m；试验钢丝绳长度，30m；K缠绕层数；取K3；D卷筒直径，为1.6m；Dp平均缠绕直径，m，DpD+(K-1)d10-31.64m；n最少摩擦圈数，取n=3；n每季度将钢丝绳移动四分之一圈的备用圈数，n4；d钢丝绳直径，d20.0mm；钢丝绳之间的间隙，取3mm。经计算，B1(822mm)B(1200mm)，所选绞车滚筒宽度满足要求。9、按最大静张力来确定绞车的提升负荷即：Fjmax绞车的最大静张力额定值经计算Fjmax为45kN，所选绞车的最大静张力45kN32.157、65kN。根据以上计算，初选JTPB1.61.2/24型矿用绞车满足提升要求。10、校验电机的功率式中：N绞车电动机功率，kW；Fjmax单钩提升系统最大静张力，32650N；减速器传动效率，取0.85；K电动机的备用系数，取K1.1；vm绳速，2.5m/s。经计算，N105.6kW，配套防爆电机功率为110kW满足要求。3、提升安全1）提升系统设置深度指示器、防止过卷装置、防止过速装置、防松绳装置、过负荷和欠电压保护装置、深度指示器失效保护装置、闸间隙保护装置、减速功能保护装置、定车装置等。2）配KXT18智能型矿井提升信号装置一套。按煤矿安全规程的要求设置挡车装置。3）配套防爆PLC电控系158、统一套（厂家配套）。4）各车场设信号及躲避硐室。5）轨道下山上端过卷距离为15m。四、二采区行人下山架空乘人装置选型（一）设计依据1、二采区行人下山斜长：452m。2、二采区行人下山倾角：25。3、最大班运送人员：81人。（二）设备选型1、吊座间距式中：L吊座间距，m；vm绞车运行速度，1m/s；Lo斜长，452m；n每小时运送人员，81人。经计算L=39m，确定吊座间距取L=15m，则架空乘人装置每侧设置30个。2、运输时间校核式中：T运输时间，min；L、n、Lo、vm同上。经计算T=30min60min，符合煤炭工业矿井设计规范要求。3、运行钢丝绳的选择初选架空乘人装置的运行钢丝绳为6V159、19+FC-20.0-1770型，钢绳Pk1.65kg/m，Qp272.816kN，钢丝绳直径d=20mm。4、上运侧运行阻力（1）重载时：FZ=PkLO+(Qr+Qd)nd(cos+sin)g式中：FZ上运侧重载时运行阻力，N；Pk钢丝绳单位重量，1.65kg/m；Lo斜长，Lo=452m；Qr乘坐人员平均质量，75kg；Qd吊座质量，10kg；nd每侧架空乘人装置数量，30个；钢丝绳运行阻力系数，动力运行时取0.02； 倾角，25；g重力加速度，9.8m/s2。经计算FZ=14284N。（2）空载时Fk=(PkLO+Qdnd)(cos+sin)g经计算Fk=4523N。5、下运侧运行阻力（160、1）重载时：FZ=PkLO+(Qr+Qd)nd(cos-sin)g式中：钢丝绳运行阻力系数，制动运行时取0.015；其它参数同前。经计算FZ=-13110N。（2）空载时：Fk=(PkLO+Qdnd)(cos-sin)g经计算Fk=-4151N。6、电机功率当上运侧重载，下运侧空载时，设备所需牵引力最大。设备总牵引力：F=1.1(Fz+Fk)=11147N电机功率：式中：N电机功率，kW；F设备总牵引力，11147N；vm运行速度，1m/s；电机效率，0.8。经计算N=16.7kW。7、钢丝绳张力最小张力点的张力计算：Smin=CPkg式中：Smin最小张力点的张力，N；C钢丝绳的挠度系数，1161、000；Pk初选钢丝绳单位质量，1.65kg/m；gk重力加速度，9.8m/s2。经计算Smin=16170N。各点张力计算，因上运侧重载，下运侧空载时，设备总牵引力最大，所以各处张力按上运侧重载，下运侧空载进行计算：S3=SminS4=1.01S3S1=S4+FzS2=S3-Fk式中：Smin=16170N故各点张力计算结果如下：S1=30616NS2=20321NS3=16170NS4=16332N8、拉紧装置拉力S5=S3+S4=32502N9、钢丝绳安全系数校验m=QP/S1经计算，m=8.916符合煤矿安全规程要求，故初选钢丝绳符合要求。10、绳轮直径D=60d式中：D绳轮直径，mm162、；d钢丝绳直径，20mm。经计算D=1200mm，驱动轮直径和尾轮直径选用1200mm。（三）设备确定根据以上计算，二采区行人下山选用RJY22-28/750型架空乘人装置，配套660V、22kW的防爆电机，绳轮直径D1200mm，运行速度1m/s。所选架空乘人装置具有机头、机尾过位保护；速度保护；沿途紧急停车保护装置；过流、过压、欠压保护装置；声、光信号装置；上坡点掉绳保护；捕绳器装置；固定吊椅防过摆装置。五、三采区行人下山架空乘人装置选型（一）设计依据1、三采区行人下山斜长：457m。2、三采区行人下山倾角：25。3、最大班运送人员：81人。（二）设备选型1、吊座间距式中：L吊座间距，m；163、vm绞车运行速度，1m/s；Lo斜长，457m；n每小时运送人员，81人。经计算L=39m，确定吊座间距取L=15m，则架空乘人装置每侧设置30个。2、运输时间校核式中：T运输时间，min；L、n、Lo、vm同上。经计算T=30min60min，符合煤炭工业矿井设计规范要求。3、运行钢丝绳的选择初选架空乘人装置的运行钢丝绳为6V19+FC-20.0-1770型，钢绳Pk1.65kg/m，Qp272.816kN，钢丝绳直径d=20mm。4、上运侧运行阻力（1）重载时：FZ=PkLO+(Qr+Qd)nd(cos+sin)g式中：FZ上运侧重载时运行阻力，N；Pk钢丝绳单位重量，1.65kg/m；L164、o斜长，Lo=457m；Qr乘坐人员平均质量，75kg；Qd吊座质量，10kg；nd每侧架空乘人装置数量，30个；钢丝绳运行阻力系数，动力运行时取0.02； 倾角，25；g重力加速度，9.8m/s2。经计算FZ=14442N。（2）空载时Fk=(PkLO+Qdnd)(cos+sin)g经计算Fk=4573N。5、下运侧运行阻力（1）重载时：FZ=PkLO+(Qr+Qd)nd(cos-sin)g式中：钢丝绳运行阻力系数，制动运行时取0.015；其它参数同前。经计算FZ=-13255N。（2）空载时：Fk=(PkLO+Qdnd)(cos-sin)g经计算Fk=-4197N。6、电机功率当上运侧重载165、，下运侧空载时，设备所需牵引力最大。设备总牵引力：F=1.1(Fz+Fk)=11147N电机功率：式中：N电机功率，kW；F设备总牵引力，11270N；vm运行速度，1m/s；电机效率，0.8。经计算N=16.9kW。7、钢丝绳张力最小张力点的张力计算：Smin=CPkg式中：Smin最小张力点的张力，N；C钢丝绳的挠度系数，1000；Pk初选钢丝绳单位质量，1.65kg/m；gk重力加速度，9.8m/s2。经计算Smin=16170N。各点张力计算，因上运侧重载，下运侧空载时，设备总牵引力最大，所以各处张力按上运侧重载，下运侧空载进行计算：S3=SminS4=1.01S3S1=S4+FzS2166、=S3-Fk式中：Smin=16170N故各点张力计算结果如下：S1=30774NS2=20367NS3=16170NS4=16332N8、拉紧装置拉力S5=S3+S4=32502N9、钢丝绳安全系数校验m=QP/S1经计算，m=8.876符合煤矿安全规程要求，故初选钢丝绳符合要求。10、绳轮直径D=60d式中：D绳轮直径，mm；d钢丝绳直径，20mm。经计算D=1200mm，驱动轮直径和尾轮直径选用1200mm。（三）设备确定根据以上计算，三采区行人下山选用RJY22-28/750型架空乘人装置，配套660V、22kW的防爆电机，绳轮直径D1200mm，运行速度1m/s。所选架空乘人装置具有167、机头、机尾过位保护；速度保护；沿途紧急停车保护装置；过流、过压、欠压保护装置；声、光信号装置；上坡点掉绳保护；捕绳器装置；固定吊椅防过摆装置。第二节 排水设备矿井采用平硐开拓，上下山开采。一采区为上山开采，矿井涌水经主平硐水沟自流排出；二、三采区为下山开采，采用机械排水。本次设计对二、三采区排水设备进行了选型。一、二采区水泵房排水设备选型（一）计算依据1、排水斜长：472m。2、倾角：25。3、排水垂高：191m(+500m+691m)。4、正常涌水量：15m3/h 。最大涌水量：31m3/h 。5、工作水泵能力在20h内能排出24h的正常涌水量。（二）设计计算1、水泵必须的排水能力正常涌水量168、时：QB24Q正/2018(m3/h)最大涌水量时：QBmax24Qmax/2037.2(m3/h)式中：Q正矿井正常涌水量，15m3/h；Qmax矿井最大涌水量，31m3/h。2、预选水泵型号根据排水高度和计算的排水能力，预选MD25-30型多级耐磨离心水泵。该水泵额定流量为25m3/h,单级额定扬程为30m。3、管路的选择计算1）管路趟数的确定根据煤矿安全规程要求，设置两趟排水管路，其中一趟工作，一趟备用。2）排水管内径(dp)取排水管的经济流速，则dp 0.077(m)式中：Qe初选水泵流量，25.0m3/h。根据计算，选取钢号10无缝钢管为排水管,规格为894mm。3）吸水管内径取吸水169、管的经济流速，dx 0.86(m)根据计算，选取钢号10无缝钢管为吸水管，规格为1084mm。4）管路壁厚校验x吸水管壁厚，cm；p排水管壁厚，cm；无缝钢管许用应力，=85Mpa；P管内水流压强，经计算P=2.101Mpa；管子焊缝系数，取1；Dp吸水管外径，8.9cm；Dx排水管外径，10.8cm。经计算：x=0.29cm p=0.27cm经过以上计算：吸水管和排水管壁厚满足要求。4、水泵必须的扬程HHx+Hp+H损式中：Hx吸水高度，取Hx5m；Hp排水高度，取Hp191m；H损水泵沿程水头损失，m；水与管壁摩擦阻力系数，取0.0418；排水管路总计算长度，取482m；g重力加速度，9.170、8m/s2；排水管路淤积所增加的阻力系数，按设计规范取1.7；Vp排水管流速，m/s；Qe预选水泵流量，25m3/h。dp排水管内径，0.081m。水泵必须的扬程：HHx+Hp+H损235m5、水泵必须级数水泵级数取8级。6、校验水泵的稳定性水泵实际扬程：HsyHp+Hx191+5196m初选水泵扬程：H0240mHsy0.9H0(216m)，水泵的稳定性满足要求。根据以上计算，初选水泵型号为MD25-308型多级耐磨离心水泵3台，其技术参数为：额定流量为25m3/h,额定扬程为240m，配套防爆电机37kW、660V，水泵效率63%。正常涌水时，一台工作，一台备用，一台检修；最大涌水时，两台171、工作，一台备用。7、管路特性的计算1）管路阻力损失常数式中：R管路阻力损失常数，h2/m5；x吸水管沿程阻力损失系数，查表取0.038；p排水管沿程阻力损失系数，查表取0.0418；x吸水管的局部阻力损失系数，经查表计算得x0.306；p排水管的局部阻力损失系数，经查表计算得p4.4；lx吸水管长度，8m；lp排水管长度，482m。经计算，管路阻力损失常数R0.037891(h2/m5)2）管路特性方程新管特性方程：H1Hsy+RQ2191+0.037891Q2挂垢后的管路特性方程：H2Hsy+1.7RQ2191+0.064414Q2在水泵特性曲线上绘管网特性曲线图(插图6-2-1)，得交点即172、水泵工况：QM1=28.5m3/h QM2=25.4m3/hHM1=221m HM2=233mM1=63% M2=63%8、验算水泵排水时间1）新管时：正常涌水量时：最大涌水量时：2）旧管时：正常涌水量时：最大涌水量时：9、水泵吸上真空高度校验Hsmax水泵允许的最大吸水高度，m；Pa水泵安装地点的大气压力，查表得9.7104Pa。Pv水泵安装地点实际水温的饱和蒸汽压力，查表得2400Pa。矿井水重度，1104N/m3；h吸水管阻力损失，经计算为0.1m；hs水泵必需的汽蚀余量，2.2m。经计算：Hsmax7.16m5m，水泵吸上真空高度满足排水要求。10、水泵电机容量校验式中：QM1工况流量173、，28.5m3/h；HM1工况扬程，221m；0水比重，1020kg/m3；M1工况效率，63%；K富裕系数，取1.2。经计算，N=33.3kW37kW，预选水泵电机容量符合要求。（三）水泵型号确定根据以上计算和校验，确定选用MD25-308型多级耐磨离心水泵3台，配套电压为660V、功率为37kW的防爆电机。正常涌水时，一台工作，一台备用，一台检修；最大涌水时，两台工作，一台备用。（四）其它1、管路防腐排水管路必须进行防锈、防腐处理。除锈后刷两道防锈漆，一道防腐漆。2、排水系统防水力冲击措施每台水泵出水管路上均设置有逆止阀，防止水泵受水力冲击。3、配电设备水泵房采用双回路供电，单母线分段接线174、方式。每台水泵配QBZ型矿用隔爆型真空磁力起动器进行控制。4、泵房附属设施（1）水泵房安装三台水泵并预留一台水泵基础，各台水泵分设一个吸水井。泵站与水仓之间必须装设控制阀门。（2）水泵采用无底阀排水，选用射流泵形成真空吸水。（3）本矿井选用的水泵及电机较小，未安设起重梁及铺设轨道。5、配水井、联轴器的安全防护水泵联轴器安设防护罩。配水井上口设铁篦子，防人员坠落。二、三采区水泵房排水设备选型（一）计算依据1、排水斜长：477m。2、倾角：25。3、排水垂高：193m(+500m+693m)。4、正常涌水量：15m3/h 。最大涌水量：31m3/h 。5、工作水泵能力在20h内能排出24h的正常涌175、水量。（二）设计计算1、水泵必须的排水能力正常涌水量时：QB24Q正/2018(m3/h)最大涌水量时：QBmax24Qmax/2037.2(m3/h)式中：Q正矿井正常涌水量，15m3/h；Qmax矿井最大涌水量，31m3/h。2、预选水泵型号根据排水高度和计算的排水能力，预选MD25-30型多级耐磨离心水泵。该水泵额定流量为25m3/h,单级额定扬程为30m。3、管路的选择计算1）管路趟数的确定根据煤矿安全规程要求，设置两趟排水管路，其中一趟工作，一趟备用。2）排水管内径(dp)取排水管的经济流速，则dp 0.077(m)式中：Qe初选水泵流量，25.0m3/h。根据计算，选取钢号10无缝176、钢管为排水管,规格为894mm。3）吸水管内径取吸水管的经济流速，dx 0.86(m)根据计算，选取钢号10无缝钢管为吸水管，规格为1084mm。4）管路壁厚校验x吸水管壁厚，cm；p排水管壁厚，cm；无缝钢管许用应力，=85Mpa；P管内水流压强，经计算P=2.123Mpa；管子焊缝系数，取1；Dp吸水管外径，8.9cm；Dx排水管外径，10.8cm。经计算：x=0.29cm p=0.27cm经过以上计算：吸水管和排水管壁厚满足要求。4、水泵必须的扬程HHx+Hp+H损式中：Hx吸水高度，取Hx5m；Hp排水高度，取Hp193m；H损水泵沿程水头损失，m；水与管壁摩擦阻力系数，取0.0418177、；排水管路总计算长度，取487m；g重力加速度，9.8m/s2；排水管路淤积所增加的阻力系数，按设计规范取1.7；Vp排水管流速，m/s；Qe预选水泵流量，25m3/h。dp排水管内径，0.081m。水泵必须的扬程：HHx+Hp+H损238m5、水泵必须级数水泵级数取8级。6、校验水泵的稳定性水泵实际扬程：HsyHp+Hx193+5198m初选水泵扬程：H0240mHsy0.9H0(216m)，水泵的稳定性满足要求。根据以上计算，初选水泵型号为MD25-308型多级耐磨离心水泵3台，其技术参数为：额定流量为25m3/h,额定扬程为240m，配套防爆电机37kW、660V，水泵效率63%。正常涌178、水时，一台工作，一台备用，一台检修；最大涌水时，两台工作，一台备用。7、管路特性的计算1）管路阻力损失常数式中：R管路阻力损失常数，h2/m5；x吸水管沿程阻力损失系数，查表取0.038；p排水管沿程阻力损失系数，查表取0.0418；x吸水管的局部阻力损失系数，经查表计算得x0.306；p排水管的局部阻力损失系数，经查表计算得p4.4；lx吸水管长度，8m；lp排水管长度，487m。经计算，管路阻力损失常数R0.037981(h2/m5)2）管路特性方程新管特性方程：H1Hsy+RQ2193+0.037981Q2挂垢后的管路特性方程：H2Hsy+1.7RQ2191+0.064568Q2在水泵特179、性曲线上绘管网特性曲线图(插图6-2-2)，得交点即水泵工况：QM1=28.3m3/h QM2=25.2m3/hHM1=225m HM2=236mM1=63% M2=63%8、验算水泵排水时间1）新管时：正常涌水量时：最大涌水量时：2）旧管时：正常涌水量时：最大涌水量时：9、水泵吸上真空高度校验Hsmax水泵允许的最大吸水高度，m；Pa水泵安装地点的大气压力，查表得9.7104Pa。Pv水泵安装地点实际水温的饱和蒸汽压力，查表得2400Pa。矿井水重度，1104N/m3；h吸水管阻力损失，经计算为0.1m；hs水泵必需的汽蚀余量，2.2m。经计算：Hsmax7.16m5m，水泵吸上真空高度满足180、排水要求。10、水泵电机容量校验式中：QM1工况流量，28.3m3/h；HM1工况扬程，225m；0水比重，1020kg/m3；M1工况效率，63%；K富裕系数，取1.2。经计算，N=33.7kW37kW，预选水泵电机容量符合要求。（三）水泵型号确定根据以上计算和校验，确定选用MD25-308型多级耐磨离心水泵3台，配套电压为660V、功率为37kW的防爆电机。正常涌水时，一台工作，一台备用，一台检修；最大涌水时，两台工作，一台备用。（四）其它1、管路防腐排水管路必须进行防锈、防腐处理。除锈后刷两道防锈漆，一道防腐漆。2、排水系统防水力冲击措施每台水泵出水管路上均设置有逆止阀，防止水泵受水力冲181、击。3、配电设备水泵房采用双回路供电，单母线分段接线方式。每台水泵配QBZ型矿用隔爆型真空磁力起动器进行控制。4、泵房附属设施（1）水泵房安装三台水泵并预留一台水泵基础，各台水泵分设一个吸水井。泵站与水仓之间必须装设控制阀门。（2）水泵采用无底阀排水，选用射流泵形成真空吸水。（3）本矿井选用的水泵及电机较小，未安设起重梁及铺设轨道。5、配水井、联轴器的安全防护水泵联轴器安设防护罩。配水井上口设铁篦子，防人员坠落。第三节 通风设备矿井为低瓦斯矿井，煤层不易自燃，无煤尘爆炸危险。设计采用平硐开拓方式，分列式通风，回采工作面采用“U”型通风，掘进工作面采用局部通风机配阻燃、抗静电胶质风筒压入式通风。182、一、主要通风机选型计算条件(一) +820m西回风平硐主要通风机选型计算条件1、通风机安装海拨高度+820.0m；2、通风容易时期需风量32.0m3/s，最小通风阻力h阻小361.5Pa；3、通风困难时期需风量32.0m3/s，最大通风阻力h阻大977.5Pa。(二) 主要通风机风量、静压和工作风阻的计算通风设备应具备的通风风量及通风风压如下：1、通风机风量计算QminQ1K式中：k漏风系数，取1.05。Qmin32.01.0534.0(m3/s)Qmax32.01.0534.0(m3/s)2、通风机风压的计算：通风机必须产生的风压：Hh阻h+h通式中：h通风硐阻力，取150Pa；h自然风压，183、Pa；本矿+600m主平硐与+820m西回风平硐高差220m,矿井最低开采标高为+500m，井深320m，自然风压按“科马洛夫”经验公式计算： h式中：P0地面井口大气压力，pa；H矿井开采深度，m；T1进风侧平均温度，K；T2回风侧平均温度，K；R矿井空气常数，干空气常数287J/（kg.K）。 矿井开采深度320m，进风侧平均温度20C，回风侧平均温度22C，地面井口海拨标高为+820.0m，大气压力经查表为92096.5pa。经计算，该矿井自然风压h 24.0pa。则：H易361.5-24.0+150487.5pa；H难977.5+24.0+1501151.5pa。3、主要通风机工作风阻184、计算Rminhs.min/Qmin2487.5/34.020.42(NS2/m8)Rmaxhs.max/Qmax21151.5/34.021.00(NS2/m8)式中：Rmin通风容易时期主要通风机工作风阻，NS2/m8；Rmax通风困难时期主要通风机工作风阻，NS2/m8。4、通风网路特性曲线方程式分别为：HjminRjminQ20.42Q2，HjmaxRjmaxQ21.00Q2(三) 设备类型1、主要通风机类型选择矿井主要通风机可选用轴流式和离心式两种类型。轴流式主要通风机具有不设反风道、占地小、工程量少、操作简单的优点；离心式主要通风机具有运行稳定的优点，但需建专用反风道，工程量较大。根185、据矿井风井地形条件，为易于布置，减小占地面积及减少工程量，故选用轴流式主要通风机。2、主要通风机型号确定根据上述风量与静压计算结果，初选FBCDZ-6-15A型矿用防爆对旋轴流式通风机，风机叶片安装角24/1936/31。根椐初选的主要通风机性能曲线确定风机的工况点为：(主要通风机性能曲线见图6-3-1、6-3-2)。（1）容易时期风量：Q34.7m3/s，风压：H506.3Pa，风机效率：64%，叶片安装角：27/21。（2）困难时期风量：Q34.6m3/s，风压：H1193.2Pa，风机效率：81%，叶片安装角：33/28。(四) 计算电机功率1、主要通风机输入功率(1) 容易时期Nmin186、(HjminQ)/(1000S)/C式中：Hjmin矿井通风容易时期工况点所对应的静压，506.3Pa；Q矿井通风容易时期工况点所对应的风量，34.7m3/s；S矿井通风容易时期工况点所对应的静压效率，64%；C传动效率，联轴器传动时取C1.0。Nmin(506.334.7)/(10000.64)/1.027.5(kW)(2) 困难时期Nmax(HjmaxQ)/(1000S)/C式中：Hjmax矿井通风困难时期工况点所对应的静压，1193.2Pa；Q矿井通风困难时期工况点所对应的风量，34.6m3/s；S矿井通风困难时期工况点所对应的静压效率，81%；C传动效率，联轴器传动时取C1.0。Nma187、x(1193.234.6)/(10000.81)/1.051.0(kW)2、电动机容量的确定由于风井服务年限不长，故通风容易、困难时期均选择同等能力的电动机，电机功率为：NeNmaxkeetr式中：ke电动机容量备用系数(ke=1.11.2)，取1.15；e电动机效率(e=0.90.94，大型电机取大值)，取0.9；tr传动效率(电动机与通风机直联时tr=1，皮带传动时取tr=0.95)，所选主要通风机的电动机与通风机直联，tr=1。Ne511.15/(0.91)65.2(kW)根据以上计算，主要通风机功率确定为237kW。（五）确定通风设备+820m西回风平硐选用FBCDZ-6-15A型矿用188、防爆对旋轴流式主要通风机2台，其中1台运行，1台备用，风机转速：980r/min，风量范围：1640m3/s，风压范围：981746pa。主要通风机叶片安装角容易时期为27/21，困难时期均为33/28，电机功率237kW。主要通风机性能参数详见表6-3-1。表6-3-1 主要通风机性能参数表风要机型号转速(r/min)叶片安装角()功率(kW)风量(m3/s)风压(Pa)FBCDZ-6-15A98024/1936/312371640981746二、局部通风机选型(一) 计算依据1、矿井单巷掘进最大距离为500m左右，断面积为6.0m2。2、按掘进工作面稀释瓦斯需风量，同时工作最多人数需风量、189、稀释炮烟需风量和满足巷道最低排尘风速风量计算的最大值为2.5m3/s，掘进工作面需风量取2.5m3/s。(二) 风筒的选择设计矿井选用阻燃、抗静电胶质风筒，根椐掘进巷道相关参数选定风筒直径500mm。(三) 局部通风机工作风量Qa=Qh式中：Qa局部通风机工作风量；Pq漏风系数，查表取1.05；Qh掘进工作面需风量，m3/s。Qa2.51.052.6(m3/s)156m3/min(四) 局部通风机工作风压hftLRpQa2式中：hft局部通风机全风压，Pa；L掘进巷道长度，m；Rp压入式通风百米风筒的风阻，Ns2/m8。根据重庆研究所和开滦等矿实测的风筒百米风阻结果，500mm胶质风筒百米风阻190、值为50Ns2/m8。hft500502.62/100=1690(Pa)(五) 确定局部通风机类型设计矿井掘进工作面采用压入式通风。根椐以上计算结果选用FBD5.0型25.5kW局部通风机，其风量235140m3/min，风压5002800Pa，电机功率25.5kW，选用500mm阻燃、抗静电胶质风筒，其供风能力满足矿井掘进巷道需求。第四节 压风设备根据国家安全生产监督管理总局和国家煤矿安全监察局安监总煤行2007167号文件及四川省经济委员会、四川煤矿安全监察局文件川经2007313号文的规定，必须在地面建立固定压风系统，且压风机容量的选择必须根据井下人数最多的工作面（或作业点）的人数每分钟191、所需的新鲜空气量进行选择。一、+690m主平硐（前期）压风机选型（一）设计依据1、本矿井井下人数最多的作业点是采煤工作面，人数为10人，每人按0.3m3/min计算。2、井下三个掘进工作面都使用风动工具掘进。3、井下使用风动工具如下：凿岩机：YT24型，耗气量2.8m3/min，压力0.40.6MPa，3台。混凝土喷射机：PZ-5B型，耗气量78m3/min，压力0.20.4MPa，1台。4、最远供气距离：2500m。（二）空压机设备选型计算因压风机在同一时间只供人员用风或风动工具用风，故按两者中最大的用风量来进行压风机排气量选择（凿岩机和混凝土喷射机不同时使用）。1、空压机供气量的确定（1）192、井下用风设备需风量QSnqY12式中：QS用气设备同时消耗量总和，m3/min；n凿岩机使用台数，3台；q每台凿岩机的耗气量，2.8m3/min；1管道漏损系数，取1.15；2用气设备磨损增耗量系数，取1.1；Y海拔高度修正系数，该工业场地标高+690m，取Y1.0。QS32.81.01.151.110.62(m3/min)（2）压风自救系统需风量QZQ人N1Y式中：Q人压风自救系统每人需风量，0.3m3/min；N工作面最多人数，10人；Y、1同上。QZ0.3101.11.03.3(m3/min)2、空压机出口压力确定PPg+P+0.1式中：P出口压力，MPa；Pg风动工具所需的工作压力，取193、0.5MPa；P管路中最远一路的管道压力损失之和，本矿最远供风距离2500m，经计算P0.075Mpa。P0.5+0.075+0.10.675MPa3、压风设备确定根据上述计算，矿井按风动工具所需风量，选用SA75A型风冷螺杆式空气压缩机2台，其中1台运行，1台备用。其技术特征详见表6-4-1。表6-4-1 SA75A型固定式空气压缩机技术参数型 号冷却方式排气量m3/min排气压力MPa转速r/min外形尺寸电动机功率kW电压VSA75A风冷14.10.75148021001400175075380（三）供气管道1、管径的计算D=6.5Q 0.37L0.2式中：D压风管径，mm；Q井下所需风194、量，Q10.62m3/min。L井下最远供气距离，取L=2500m。经计算D=75mm，因此选用1084mm无缝钢管作为压风供气主管道，573.5mm无缝钢管作为支管。2、管道的铺设+690m主平硐、运输大巷及采区回风上山铺设主管道，再由支管铺设至其它巷道、各工作面及作业点。每100m设置一组出口闸阀及减压阀，并与防尘管路出水口错开，形成每50m有一个出水口或出风口。第七章 地面生产系统第一节 煤质及用途一、煤质按煤炭质量分级标准(GB/T15224-2004)，一联煤层为特低灰、中高硫、低热值无烟煤；三联煤层为特低灰、中高硫、高热值无烟煤。二、用途根据煤质特征，矿井原煤主要为工业用煤和民用煤195、。第二节 煤的加工一、产品方案矿井所产原煤主要用作工业用煤，用户稳定，产品确定为块煤和混煤。二、选矿方案矿井所采煤层煤质属特低灰、中高硫、低高热值无烟煤，主要用作工业及民用煤，由于煤层薄，生产规模小，为提高产品附加值，保护环境，设计采用手选矸石和简易筛分选方案。 1、煤炭生产过程中，地面经过筛分选后，在块煤场对黄铁矿（FeS2）结核和矸石进行一次手选。2、原煤筛分选原煤由主平硐运至地面储煤场后，经50mm自制原煤筛进行筛分后，大于50mm的块煤进入块煤场，小于50mm的原煤进入混煤场。第三节 生产系统一、主井生产系统1、布置特点由于矿井井型小，采用筛分手选煤场与储煤装车场合建方式。2、生产系统196、工艺流程工业场地采用轨道运输方式，轨型15kg/m，轨距600mm。原煤由主平硐运至地面后，经翻车机翻入分级筛。原煤筛按大于50mm和500mm分级，大于50mm的块煤筛分后自然堆放于块煤储煤场；小于50mm的沬煤筛分后自然堆放于沬煤储煤场。其中块煤场可进行手选矸石，手选矸石运入临时储矸场临时储存。煤炭由装载机装车外运，采用地磅对外运煤炭计量。二、储煤系统设计利用地形条件，采用露天储煤场储煤。三、排矸系统1、矿井排矸量按矿井生产能力及掘进率估算矿井生产期间的排矸量为18kt/a，手选矸石量2kt/a。2、矸石处理方式基建时期矸石作铺路、回填工业场地；生产时期煤矸石由汽车运至附近矸砖厂作生产原料197、。3、排矸系统临时储矸场容量400m3，矸石由主平硐运至地面后，经翻车机翻入临时储矸场堆放。第四节 辅助设施一、机电设备修理车间矿井机电设备的中修和大修外委修理。煤矿机电设备修理仅按小修规模在工业场地设置机修车间，负责机电设备的日常检修和维护，承担机车、矿车、金属支架等的修理，机修车间面积220m2，配备CA6140A-400750型金属切削机床1台，Z304010(12)型锻压机床1台，BX3-300型电焊机2台。二、坑木加工房在工业场地设置坑木加工房，厂房面积60m2，承担矿井坑木材料改制加工工作，配备MJ109型圆锯机1台，MR3210型万能刃磨机1台。三、化验室矿井煤样化验外委。四、空198、压机房在工业场地设置空压机房，厂房面积45m2，配备两台SA75A型风冷螺杆式空压机，其中一台工作、一台备用。第五节 地面运输一、运输条件矿井有3.5km的简易公路与广元西北乡xx镇的公路相接，从衔接点至广元市城区约30km，交通运输方便。简易进场公路按厂矿道路标准建设，泥结碎石道面，公路路面宽4.5m，设计车速30km/h。二、运输方式1、外运方式矿井生产规模90kt/a，原煤平均产量273t/d，产品主要销往广元、成都等地。设计利用现有公路网络采用公路运输方式。2、外运能力外运由外部汽车完成，按发车间隔时间10min、装运时间16h/d、车载量10t/车、运输不均衡系数1.25计算，日运输199、能力可达768t、年运输能力可达253kt。3、外运车次矿井平均原煤产量273t/d，平均外运车次为28车/d，按运输不均衡系数1.25算，最大外运车次为35车/d。第八章 总平面布置及防洪排涝第一节 概 况一、概述矿井分期开拓，前期布置+690m主井工业场地，位于矿区中部+690m主平硐附近，地势北、西、南三面高，东面低，地形倾角32左右，面积1.45hm2。处于志留系地层之上，基岩以粉砂岩及砂质页岩为主，工业场地范围内工程地质条件良好，场地稳定。第二节 总平面布置一、平面布置的主要原则1、结合地形、地貌、工程地质、水文、气象和协调井上下关系，满足地面生产系统各环节要求，坚持有利生产、方便生200、活、节约用地，投资少的原则。2、充分利用地形，避免高挖深填，减少土石方及建筑基础工程量。3、充分利用已有建筑。4、综合协调建（构）筑物、堆场、轨道、管线、公路等各项的关系，做到紧凑合理，线路短，整齐美观。5、兼顾风向和朝向，利于环境保护和绿化。6、在满足生产的前提下，尽可能的简化生产系统，便于使用、管理。7、合理分区，尽量减少污染。二、功能分区及场地布置设计主要分为二个区域进行布置，即主井工业场地和风井工业场地。（1）主井工业场地以+690m主平硐（前期）为核心分成三个功能分区：即主要生产区、辅助生产区和行政生活福利区。主要生产区：位于+690m主平硐（前期）井口南北侧，直距约50m以外，标高201、为670.0m，由筛分储煤场、临时排矸场等单元组成。辅助生产区：位于+690m主平硐井口南侧，直距约40m以外，标高为690.3m，布置有消防材料库、机修车间、坑木加工房等。行政生活福利区：为矿井生产指挥中心及人员集散地，于+690m主平硐井口以东直距约160m处，建有办公楼、综合楼、浴室及更衣室和锅炉房，标高为685.0m。坑木房、机修车间、消防材库及器材库等设轨道与主平硐相连，方便材料和设备运输。场地总占地面积：14000m2。 （2）风井工业场地+820m风井场地，场地区内主要布置风机房值班室和高位水池等，占地200m2。（3）其它场地其它场地主要有炸药库，炸药库布置在+690m主平硐（202、前期）井口东侧直线距离约1000m处的山沟内，占地面积300m2。矿井工业场地总占地面积：14500m2。（4）场地布置场内道路路面宽度按4.5m设计。区内各建（构）筑物均可通车。行政福利区的场地设计了一定数量的铺砌加固。地面储煤场、临时储矸场、坑木加工房、装车场等场地按一般加固处理。在道路两侧，人工开挖的边坡及部分空余地带进行绿化。工业场地建筑面积详见表8-2-1。表8-2-1 工业场地主要占地面积指标序号项 目单 位数 量1总占地面积h21.45其中：+690m工业场地占地面积h21.4其他占地面积20.052建构筑物占地面积228003专用场地占地面积220004道路及人行道占地面积21203、2005窄轨铁路占地面积210006绿化面积247607建筑系数20.08专用场地占地系数14.39道路占在系数15.210绿化系数3411挡墙3260012土石方工程量：挖方3120013土石方工程量：填方345600第三节 竖向设计及场内排水一、竖向布置原则1、竖向布置必须与平面布置统一考虑，满足场区划分、台阶划分、生产与运输及建（构）筑物在平面和竖向上的各种功能要求。2、充分利用地形，因地制宜，合理确定建（构）筑物和场地的设计标高。3、场区及建（构）筑物长边一般顺地形等高线布置。4、充分注意工程地质和水文地质条件，避免由于竖向布置不当影响土体自然平衡。5、结合场外条件，合理组织场内排水。204、二、竖向布置工业场地的地形北、西、南三面高，东面低，本设计为了充分利用地形，减少土石方量，在满足生产工艺和窄轨铁路运输的要求下，采用台阶式布置方式。分三个台阶：机修车间、消防材料库及器材料库、坑木加工房、空压机房等为上台阶，标高为+690.0m；综合楼、办公楼、锅炉房等为中台阶，标高为+685.0m；储煤场、临时排矸场、地磅房等为下台阶，标高为+670.0m，与场外公路联系。经预算，工业场地挖方量1200m3，填方量45600m3。三、场内排水两工业场地均布置于山沟，为防止暴雨洪水流入工业场地，影响矿井正常作业，设计于工业场地内布置明沟排水，明沟呈矩形，宽0.4m，高0.4m，坡度5，水泥砂浆205、铺砌。第四节 场内运输场内运输连接场外运输和井下运输，主要形式为窄轨铁路和公路，负责矿井煤、矸外运和材料设备运输及人员交通。场内窄轨铁路轨型15kg/m，轨距600mm，钢筋混凝土轨枕，道心距2.4m，最大纵向坡度2%。窄轨铁路总长320m，窄轨铁路单开道岔5付。原煤由柴油机车牵引经主平硐运至地面储煤场上方，由翻车机卸入储煤场，通过汽车外运。矸石由柴油机车牵引经主平硐运至地面临时排矸场上方，由翻车机卸入临时储矸场堆放，通过汽车外运至附近矸砖厂。场地内道路为混凝土路面，宽度4.5m，长300m；铺砌场地300m2，一般加固场地1700m2。矿井生产的原煤外运所需的车辆外委。生活及生产用车配备如下206、：1、装载机1辆。2、生活车1辆。第五节 矿井其它工业场地布置一、高位水池高位水池用于向地面和井下供水，矿井投产时于+820m西回风平硐西侧山坡上并列修建二个互为备用的高位水池，供生产、生活和井上、下消防、防尘用水。水池容积均为250m3，池底标高+870m。二、炸药库炸药库的位置应满足有关安全距离要求，既要避免外界对炸药库的影响，又不威胁外界的安全，一般应布置在靠山隐蔽的地方，同时要布置围墙。+690m主平硐（前期）东侧直线距离约1000m处的山沟内可布置炸药库，场地面积300m2。炸药库的布置需经当地公安部门同意后方可实施。第六节 管线综合布置一、工业场地工程管线种类工业场地内的工程管线主207、要有以下几类：给水管、排水管、动力、照明电缆、通讯线等。二、工程管线综合布置原则1、管线综合布置应尽量使各管线间及管线与建（构）筑物之间在平面和竖向布置上互相协调，既节约用地，又满足施工、检修及安全生产的要求。2、根据各种管线的性质、用途、相互联系和彼此间可能产生的影响，合理选择管线敷设方式及其路径，尽量顺直、短捷、布置均匀、占地集中。3、管线宜成直线布置，并与道路、建筑物轴线及相邻管线平行。4、管线至相邻平行布置的管线、道路、建（构）筑物的水平间距，一般采用最小值。三、工程管线敷设方式1、供电、通讯线路敷设绝缘导线、通讯线路、裸体电源线采用架空敷设，电缆采用穿管埋地敷设。2、管道敷设管道采用208、地面布置。四、特殊条件下的管线布置工程管线在综合布置时，如发生矛盾，应按下列原则处理：1、压力管让自流管。2、管径小的让管径大的。3、易弯曲的让不易弯曲的。4、临时性的让永久性的。5、工程量小的让工程量大的。6、检修次数少的让检修次数多的、不方便的。第七节 防洪排涝由于矿井地处山区，雨季冲沟水较大，而工业场又布置在山沟中，故为避免山洪灌入矿井或冲垮地面建筑物，设计于工业场地内顺冲沟水流方向修筑函洞，引流洪水和浅部地下水，使其绕过工业场地，场内不受洪水威胁。函洞采用矩形断面，宽8m，高4m。第九章 电 气第一节 矿井供电电源矿井现为单回路电源供电，来自xx变电站，线路规格为LGJ-70mm2，供209、电距离约6km；另一回（待建）拟来自上西变电站，线路规格为LGJ-70mm2，供电距离约10km。xx变电站和上西变电站均属国网变电站，两变电站均属广元电业局朝天供电局管理，业主已与供电单位签定供电协议。第二节 电力负荷投产时，全矿主要电力负荷统计如下：设备总容量：598.3kW设备总工作容量：419.2kW有功负荷：267.42kW无功负荷：227.73kvar无功补偿容量：114kvar补偿后的视在功率：290.67kVA补偿后的平均功率因数：0.92吨煤电耗：15.45kWh/t电力负荷统计见表9-2-1表9-2-1 电力负荷统计表序号用电设备名称电压(V)数量(台)设备容量(kW)需要210、系数COStg计算负荷选用变压器容量(kVA)备 注全部工作全部工作有功功率(kW)无功功率(kvar)视在功率(kVA)一地面负荷(一)主平硐工业广场1矿灯充电房38015150.40.80.756.00 4.50 2锅炉房3807.57.50.70.750.8825.25 4.63 3坑木加工房38015100.50.651.1695.00 5.85 4机修车间38030200.40.750.8828.00 7.06 5空压机380150750.70.750.88252.50 46.30 6单身宿舍、食堂380/22030300.70.80.7521.00 15.75 7综合楼、办公楼38211、0/22030300.70.80.7521.00 15.75 8照明22010100.70.80.757.00 5.25 9其它38010100.70.80.757.00 5.25 10小计297.5207.5132.75 110.33 11同时系数0.9119.48 99.30 155.35 12合计0.7460.892121.81 108.62 163.20 S11-M-250/10/0.4(二)主要通风机房1主要通风机38021148740.850.850.6262.90 38.98 74.00 2风门绞车38021157.50.70.850.625.25 3.25 3变压器损失1.11212、 4.44 4合计16381.50.850.6269.26 46.68 83.52 S11-M-100/10/0.4二井下负荷(一)采掘及其它1可弯曲刮板运输机6602244440.650.71.0228.60 29.18 2提升绞车6601175750.70.80.7552.50 39.38 3煤电钻1279610.87.20.40.61.3332.88 3.84 4探水钻机660421680.60.71.024.80 4.90 5小计1611145.8134.288.78 77.29 6同时系数0.979.90 69.56 105.94 7变压器损失1.59 6.36 8合计0.7320.213、93281.49 75.92 111.37 KBSG-200/10/0.69(二)局部通风机1局部通风机6606366330.80.850.6226.40 16.36 31.06 2变压器损失0.47 1.86 3合计0.850.6226.87 18.22 32.46 KBSG-50/10/0.69矿井负荷总计598.3419.2267.42 227.73 无功功率补偿114补偿后合计0.92267.42 113.92 290.67 第三节 送变电一、矿井供电系统的技术特征矿井现为单回路电源供电，来自xx变电站，线路规格为LGJ-70mm2，供电距离约6km；另一回（待建）拟来自上西变电站，线214、路规格为LGJ-70mm2，供电距离约10km。xx变电站和上西变电站均属国网变电站。矿井的二回10kV线路建成后，能担负矿井扩建后全部负荷。二、送电线路技术特征根据矿井所在地区气象资料，以及“典型气象条件”和66kV及以下架空电力线路设计规范，确定本矿井送电线路所采用的气象资料如下：最高气温：+37；最低气温：-5；年平均气温：+16；最大风速：25m/s；最大覆冰：0mm。本矿井10kV送电线路设计均为钢筋混凝土电杆、铁横担，线路路径地形为山地。第四节 矿井主变电所一、短路电流计算矿井现为单回路电源供电，来自xx变电站，线路规格为LGJ-70mm2，供电距离约6km；另一回（待建）拟来自上215、西变电站，线路规格为LGJ-70mm2，供电距离约10km。由于目前缺乏变电站的相关短路资料，设计按xx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：1、投产时：+690m主平硐变电所10kV母线：次暂态短路电流I=2.52kA； 短路容量S=45.87MVA；短路冲击电流ich=6.43kA。二、电气主接线+690m主平硐变电所设高压配电室、低压配电室、电容器室、检修及备品间等，变压器户外安设，并设围墙。10kV电源架空线引至+690m主平硐工业场地，经终端杆安装的FW2-10G/200型高压负荷开关和HY5WS-12.7型避雷器，再由电缆引入地面变电所高压配电室。+690m216、主平硐变电所10kV采用单母线分段运行方式。三、主要电气设备选择+690m主平硐变电所的10kV配电装置选用KYN28A-12型成套开关柜。该型开关柜主要电气元件选用ZN63A-12/630型真空断路器、LZZBJ9型电流互感器、JDZX-10型电压互感器。变电所两段10kV母线各安装XHG-10/63型消弧消谐选线装置1套。设GJZK型自动无功补偿高压电容器柜（补偿量为270kvar）1套，补偿后功率因数达到0.92。四、所用电源及直流电源+690m主平硐变电所的所用电取自变电所0.4kV不同母线段上，可互为备用。变电所操作电源选用微机高频开关直流屏，装设免维护铅酸蓄电池一组，电压220V，217、选用蓄电池容量为80Ah，直流电源屏型号为GZDW35-80-220/40-M型。五、继电保护及控制+690m主平硐变电所的保护、测量、控制、自动化装置选用YHB5000系列多功能保护继电器构成的变电所自动化系统，该继电器是同时可以完成控制和监视功能的数字式继电器，它能支持用户进行高效的电力系统管理、确保对用户的可靠供电。该系统能实现变电所运行所需的保护、控制和监视。系统整体上分为站控层和间隔层两层，两层之间通过通信网络相连，能很好地满足综合自动化系统的需要，是整个变电所保护、测量、控制、自动化装置、操作切换及管理的智能化中心。主要电气设备继电保护及自动装置配置如下：1、10kV进线备用电源自218、动投入装置。2、变压器过负荷保护、压力释放阀保护、油位信号装置、温度信号装置。3、10kV母线分段开关过电流保护。4、10kV线路过电流保护、单相接地保护。5、电容补偿装置限时电流速断保护、过电流保护、过电压保护、低电压保护、零序电压保护、单相接地保护。六、接地方式和接地网设置地面各变电所均设主接地网，其工频接地电阻不大于4。所内电气设备金属外壳、设备构架、支架、开关柜及控制保护屏基础槽钢或角钢、电缆金属外皮等均就近与主接地网连接。七、变电所照明+690m主平硐变电所采用交流220V为照明电源。照明选用节能型灯具。事故照明采用直流220V电源。事故时由直流电源供电。第五节 地面供配电一、地面供219、配电系统矿井地面供配电采用10kV、380/220V电压等级，一级用电负荷采用双回路电源供电。投产时，矿井+690m主平硐工业广场内设一座变电所；+820m西回风井平硐设一座变电所。供地面负荷的变压器中性点接地。 1、+690m主平硐变电所设备总容量：297.5kW设备总工作容量：207.5kW有功负荷：121.81kW无功负荷：108.62kvar视在功率：163.20kVA该变电所设在主平硐工业广场内，主变电所10kV配电装置选用KYN28A-12型成套开关柜11台，其中进线柜2台、馈出柜7台（含备用柜1台）、母联柜2台。变电所内的0.4kV母线为单母线分段接线，GCL型低压开关柜5台，其220、中进线柜2台、馈出柜2台、联络柜1台。地面主变电所安设S11-M-250/10/0.4kV型变压器2台，其中1台工作、1台备用，供主井工业场地的设备用电。单台变压器运行时的负荷率为65%，保证系数为1.53，当一台变压器故障时，另一台变压器能担负主平硐工业场地负荷用电。地面主变电所主要担负压风机、地面机修车间、办公楼等用电。机修车间、坑木房、生活用电等为0.4kV单回路电源供电，压风机、监控中心站、等重要负荷为0.4kV双回路电源供电，并分接在0.4kV不同母线段上。2、+820m西回井变电所设备总容量：163kW设备总工作容量：81.5kW有功负荷：69.26kW无功负荷：46.68kvar221、视在功率：83.52kVA该变电所设在回风井井口附近，其两回10kV电源来自地面主变电所10kV不同母线段，电源线路单回路线路长约2.2km，变压器进线侧采用户外高压隔离开关加户外高压真空断路器和避雷器进行保护。该变电所选用S11-M-100/10/0.4kV型变压器2台，GCL型低压开关柜5台，其中进线柜2台、馈出柜2台、联络柜1台。单台变压器运行时的负荷率为83.5%，保证系数为1.2，当一台变压器故障时，另一台变压器能担负风井场地设备用电。风井变电所0.4kV母线采用单母线分段接线，主要担负风井场地设备用电。通风机电控采用软启动装置。为对主要通风机运行状况进行监测，在主要通风机房内按要求222、配备水柱计、轴承温度计、电流表、电压表等仪表。主要通风机房安设HA688型电话机直接和矿调度室联系。二、工业及民用建筑物防雷、照明地面爆炸材料库按第一类防雷建筑进行设计，其余建（构）筑物按建筑物防雷设计规范的要求装设防雷设施（见第十三章第六节）。矿井生产和生活用电分开，通风机房、地面变电所、调度室设应急照明。第六节 井下供配电一、下井电源及电压井下供电距离较远，为保证机电设备正常工作，使井下稳定供电，减少电能损失。投产时，矿井采用两回10kV电源线路下井至一采区变电所，两回10kV电源来自+690m主平硐变电所10kV不同母线段，两回电源互为备用，当其中一回停止供电时，另一回可承担井下全部负荷223、。井下供电电压为10kV、660V、127V三种电压等级。二、主电缆选择1、井下负荷统计：投产时：有功负荷：108.36kW无功负荷：94.14kvar视在功率：143.54kVA2、一采区变电所10kV母线：次暂态短路电流I=2.33A； 短路容量S=42.3MVA；短路冲击电流ich=5.94kA；3、主电缆选择最大负荷时，井下总的持续工作电流：按经济电流密度选择电缆截面：按电缆短路时的热稳定选择电缆截面：通过以上计算，+690m主平硐变电所至一采区变电所的电缆选用MYJV22-8.7/10-325型矿用交联聚乙烯绝缘钢带铠装聚氯乙烯护套电力电缆。下井主电缆沿+690m主平硐和采区轨道上山224、敷设至一采区变电所。三、井下变电所设备总容量：211.8kW设备总工作容量：167.2kW有功负荷：108.36kW无功负荷：94.14kvar视在功率：143.54kVA一采区变电所双回10kV电源来自+690m主平硐变电所10kV不同母线段，高压母线采用单母线分段接线方式，正常情况下分列运行。变电所内设6台BGP46型高压隔爆配电装置，其中进线开关2台，联络开关1台，馈出开关3台。所内设2台KBSG-200/10/0.69kV型矿用隔爆干式变压器（负荷率为55.7%，保证系数为1.8），供井下采掘设备、绞车等用电。另设1台KBSG-50/10/0.69kV型矿用隔爆干式变压器为局部通风机专225、用变压器（负荷率为64.9%，保证系数为1.54）。所内低压馈出线均装设带选择性漏电保护的KBZ型馈电开关，达到对660V系统的绝缘检测及漏电保护。四、低压配电设备及电缆井下变电所低压馈电开关选用带选择性漏电保护的KBZ型馈电开关，井下其余电机选用QBZ系列矿用隔爆型真空电磁起动器控制，回采工作面煤电钻均采用ZBZ-2.5Z型煤电钻综合保护装置供电。 变电所至配电点的电缆选用MYP型矿用移动屏蔽橡套软电缆，煤电钻选用MZ型煤矿用电钻橡套电缆。五、电气设备及保护井下电气设备应按不同使用场所，根据煤矿安全规程第四百四十四条之规定选择。井下变电所高压馈出线必须设有选择性的单相接地保护装置，并应作用于226、信号。当单相接地故障危及人身、设备及供配电系统安全时，保护装置应动作于跳闸；井下变电所动力变压器的高压控制设备设有短路、过负荷、接地和欠压释放保护；低压馈出回路除装设短路和过负荷保护装置外，还装设有带选择性漏电保护的装置，能自动切断漏电的馈电线路；井下低压电动机的控制设备均设有短路、过负荷、单相断线、漏电闭锁保护装置及远方控制装置；煤电钻选用具有检漏、漏电闭锁、短路、过负荷、断相、远距离起动和停止煤电钻功能的综合保护装置；用于控制保护的断路器的断流容量，必须大于其保护范围内电网在最大运行方式下的三相金属性短路容量，并应校验断路器的分断能力和动、热稳定性。采煤工作面的电气设备设瓦电闭锁，掘进工作227、面的电气设备设风电闭锁、瓦电闭锁。六、电气设备保护接地电压在36V以上和由于绝缘损坏可能带有危险电压的电气设备的金属外壳、金属构架，铠装电缆的钢带或钢丝、铅皮或屏蔽护套必须设置保护接地。在中央变电所附近水沟适当位置设两个充水坑，将2块主接地极分别置于两充水坑内；采区变电所、机电硐室、低压配电点等地点应装设局部接地极，局部接地极设置在巷道水沟内或其它就近潮湿处。主接地极的面积不小于0.75m2，厚度不小于5mm的镀锌钢板。局部接地极设置在巷道水沟内或其它就近潮湿处，设置在水沟中的局部接地极为面积不小于0.6m2，厚度不小于3mm的镀锌钢板或等效面积的钢管制成；其它配电点的局部接地极为直径不小于3228、5mm，长度不小于1.5m的钢管制成。所有电气设备的保护接地装置（包括电缆的铠装、铅皮、接地芯线）和局部接地装置，应与主接地极连接成1个总接地网。接地网上任一保护接地点的接地电阻不得超过2。每一移动式和手持式电气设备至局部接地极之间的保护接地用的电缆芯线和接地连接导线的电阻值，不得超过1。连接主接地极的接地母线，应采用截面不小于50mm2的铜线，或截面不小于100mm2的镀锌铁线，或厚度不小于4mm、截面不小于100mm2的扁钢。电气设备的外壳与接地母线或局部接地极的连接，电缆连接装置两头的铠装、铅皮的连接，应采用截面不小于25mm2的铜线，或截面不小于50mm2的镀锌线，或厚度不小于4mm、229、截面不小于50mm2的扁钢。橡套电缆的接地芯线，应用于监测接地回路，不得兼作他用。硐室内的电气设备保护接地及检漏继电器的辅助接地，应按现行矿井保护接地装置的安装、检查、测定工作细则和煤矿井下检漏继电器安装、运行、维护与检修细则的规定执行。硐室内的接地母线应沿硐室壁距地面0.30.5m处敷设，过通道时应穿钢管敷设。七、照明在井下各机电硐室、装车站、行人上山等处设有固定照明装置，照明灯具选用DGS20/127YA型矿用隔爆型节能荧光灯和DGS660/127B型矿用隔爆型白炽灯。为保证安全，选用保护齐全的ZBZ型矿用隔爆型照明变压器综合保护装置供给127V照明电源。移动照明采用KL4LM型锂电池矿灯230、。第七节 通讯与计算机管理一、通讯（一）行政通讯对外通讯光缆已由电信局架设至矿井工业场地，中国移动和中国联通网络信号覆盖矿区。矿井办公楼设置在工业场地，只设计工业场地的行政通讯。根据矿井人员配备和井下采掘部署情况，设计采用KTJ101-60矿用数字程控调度总机，解决矿井内外相互间通讯联系，调度交换机安设在调度室内。（二）调度通讯根据国家安全生产监督管理总局和国家煤矿安全监察局安监总煤行2007167号文件要求，在井下变电所、消防材料库、轨道上山上下口、总回风巷、采煤工作面上下口、各掘进工作面等地点安装电话机。井下选用型号为KTH104矿用电子电话机，下井的通讯干线选用两回MHYA32-3020231、.8型通讯电缆。接至电话机的支线，选用MHJYV-127/0.28型通讯电缆。凡安装电话机的地点，设立醒目的电话标志，并标明调度、救援等重要电话号码。矿领导办公室、生产管理部门、安全监察部门、地面变电所、主通风机房等地面场所设普通电话机，其型号为HA688；主线路采用HYA2020.5型通讯电缆；接至电话机的支线选用HPV-20.5型通讯电缆。（详见调度通讯系统图）。二、计算机管理为适应现代化矿井管理的需要，设计考虑建立计算机网络系统，矿井共设5台计算机，将矿井各部门的计算机以及监测系统的计算机联网，使信息共享，提高矿井的现代化管理水平。第十章 地面建筑第一节 设计原始资料及建筑材料一、气象矿232、区所在区域属四川盆地边缘亚热带湿润季风气候，冬寒夏热，四季分明。历年气温-5.737，平均气温16，年均降雨量1197mm，近十年来最大降雨量为1782.8mm，多集中于69月，无霜期240天左右。矿区内风向主要是西北风，风力最大可达8级，最大风速可达13m/s。二、地震根据GB 183062001中国地震动参数区划图国家标准第1号修改单(2008年6月11日起实施),该区域的地震动峰值加速度值为0.10g,地震动反应谱特征周期为0.40S,工程抗震烈度设防应按7度设防。三、工程地质条件设计建筑区内无滑坡、泥石流、地裂、塌陷等地质灾害。工业场地基岩以粉砂岩及砂质页岩为主，工业场地范围内工程地质233、条件良好，场地稳定。四、设计依据1、矿井建设规模和劳动定员表；2、煤炭工业小型矿井设计规范GB50399-2006；3、建筑结构可靠度设计统一标准GB50068-2001；4、建筑设计防火规范GB50016-2006；5、砌体结构设计规范GB50003-2001；6、建筑结构荷载规范GB50009-2001；7、混凝土结构设计规范GB50010-2002；8、建筑地基基础设计规范GB50007-2002；9、建筑抗震设计规范GB50011-2001。五、建筑材料及构配件除钢材外，砖、砂、石、水泥、木材等均可就地解决，预应力、非预应力钢筋混凝土空心板和槽板可从小型预制构件厂加工，门窗、过梁等建筑234、构件等均可现场预制。第二节 工业与行政、公共建筑物一、现有建(构)筑物情况+690m工业场地为改造利用，场内现有办公楼、综合楼、浴室及更衣室、锅炉房、变电所可改造利用。二、新建建（构）筑物1、工业建（构）筑物矿井主要建（构）物有：机修车间、坑木房、通风机房、消防材料库及器材库、空压机房、炸药库、沉淀池、地磅房、储煤场、临时排矸场、消防防尘高位水池和生活用水高位水池等。房屋结构型式均为砖混结构，毛石条基基础；沉淀池和高位水池结构型式均为钢筋砼框架结构，毛石条基基础。填充墙均采用空心砖，外墙面为喷涂水泥砂浆墙面，内墙面为水泥砂浆墙面。钢筋砼预制槽板、空心板、水池、钢筋砼过梁、雨蓬等均采用标准通用设235、计。主要工业建、构筑物总建筑面积为1006m2，建筑体积为5058m3。详见表10-2-1。表10-2-1 主要工业建、构筑物特征表序号建筑名称建筑指标结构型式基础类型长度(m)面积(m2)体积(m3)1坑木房1060180砖混结构毛石条基2机修车间22220600砖混结构毛石条基3消防材料库及器材库20200600砖混结构毛石条基4+690m主平硐检身房41236砖混结构毛石条基5空压机房945135砖混结构毛石条基6临时排矸场400毛石条基7储煤场1000毛石条基8变电所18270810砖混结构毛石条基9沉淀池200钢筋砼框架毛石条基10锅炉房840120砖混结构毛石条基11地磅房4123236、6砖混结构毛石条基12+750m副平硐检身房41236砖混结构毛石条基13炸药库945135砖混结构毛石条基14雷管库945135砖混结构毛石条基15消防防尘高位水池250钢筋砼框架毛石条基16生活用水高位水池250钢筋砼框架毛石条基17+820m通风机房945135砖混结构毛石条基合计100650582、行政、公共建筑物（1）建筑设计依据行政、公共建筑物设计依据和建筑标准按煤炭工业小型矿井设计规范、建筑设计防火规范等规范的有关规定执行。（2）行政、公共建筑物面积计算矿井劳动定员按90kt/a生产规模的指标为准进行计算，根据矿井劳动定员计算(详见第十六章)，全部职工在籍人数365人，原煤生产工237、人在籍人数320；最大班出勤人数95人，其中管理人员15人、原煤生产工人72人，服务人员5人，其他人员3人；全矿管理人员21人。根据煤炭工业小型矿井设计规范相关规定，并结合矿井实际情况，通过与业主协商，确定矿井生活、行政、公共建筑总面积为1660m2，详见表10-2-2。表10-2-2 行政、公共建筑面积表序号项目名称采用指标计算人数计算面积(m2)采用面积(m2)备注1矿办公室22m2/人21人462480办公楼（二层）2安监室8m2/人3人24403急救室804浴室0.85m2/人111人94.495浴室及更衣室5更衣室1.05m2/人315人30.83056矿灯房0.13m2/人308人238、40.040综合楼（二层）7自救器房0.13m2/人180人23.4258任务交待室150m2/区1区1001009单身宿舍15m2/人17人31531510培训室0.5m2/人286人14318011食堂1.80m2/人100人180合计1660（3）建筑布置及方案确定行政、公共建筑为综合楼、办公楼，建筑设计以“有利生产、方便生活、利于管理、节约用地”为原则，根据建筑物的功能特点，充分利用地形、合理布局，兼顾风向与朝向。综合楼和办公楼按二层设计，有人行道路通向井口，通风排气问题设置高窗、地窗解决，以减少室内污染。根据房屋的使用功能，综合楼和办公楼层高设计为3.0m。室内装修内墙面、顶棚采用水239、泥砂浆抹灰，外刷白色涂料；室内地面采用地砖铺设。外墙装修采用外墙面砖铺设。（4）浴室设备计算浴室设计中入浴人数按最大班出勤人数乘以1.3计算，男女职工比例按9:1。男、女浴室全部采用淋浴，淋浴器按每5人共用1个计算。 男浴室淋浴器个数入浴人数：951.30.9111(人)淋浴器个数：111/522.2(个) 女浴室淋浴器个数入浴人数：951.30.112(人)淋浴器个数：12/52.4(个) 更衣柜数量更衣室设更衣柜，男职工按原煤生产在籍人数每人设置闭锁式衣柜1个，内分两柜，分别放工作服和清洁衣物；女职工每2人设闭锁式衣柜1个，只供入浴时使用。全矿更衣柜共配备315个，其中男职工298个，女职240、工17个。浴室设备数量详见表10-2-3。表10-2-3 浴室设备配置表序号项目名称单位计算数量采用数量1男淋浴器个22.2232男更衣柜个2982983女淋浴器个2.434女更衣柜个1717（5）矿灯房设备计算矿灯房按集中管理的方式设计。矿灯数量为井下工人在籍人数加50%管理人员之和乘以125%计。井下工人在籍人数为236人，管理人员21人，设计矿井采用KL4LM整体式锂电LED矿灯和KTSE-102型灯架，矿灯及灯架数量计算如下：KL4LM整体式锂电LED矿灯：(236+2150%)1.25308(盏)KTSE-102型灯架：308/1023(架)矿灯房设置1个收发窗口，增加备用灯架1架，241、全矿井共4架灯架。详见表10-2-4。表10-2-4 矿灯房设备配置表序号项目名称单位计算数量采用数量1KL4LM型矿灯盏3083082KTSE-102型灯架架34第十一章 给排水与采暖、供热第一节 设计范围及设计依据一、设计范围1、地面生活、生产及消防给水系统设计；2、井下给水系统及消防、洒水管路系统的设计；3、地面排水系统及污废水处理系统的设计。二、设计依据1、地面水环境质量标准GHZB1-1999；2、污水综合排放标准GB8978-1996；3、生活饮用水卫生标准2001；4、建筑给水排水设计规范GB510015-2003；5、室外给水设计规范GB50013-2006；6、室外排水设计规242、范GB50014-2006；7、建筑设计防火规范GBJ16-87(2001年版)；8、医院污水处理设计规范CECS07：88；9、煤炭工业给水排水设计规范MT/T5014；10、煤矿井下消防、洒水设计规范MT/T5032-2003；11、煤炭工业采暖通风及供热设计规范；12、矿井防灭火规范(试行)，1988年原煤炭部制定；13、煤矿井下粉尘防治规范(试行)；14、其它与之有关的规章、规范及矿方提供的其它现场资料。第二节 给 水一、矿井用水标准及用水量矿井用水标准及用水量按煤炭工业小型矿井设计规范、建筑设计防火规范的有关规定执行并计算。经计算，矿井达产后总用水量531.0m3/d，最大小时用水量243、96.53/h，计算秒流量26.8L/s；其中地面生产、生活及消防防尘洒水等用水量227.0m3/d，最大小时用水量56.4m3/h，计算秒流量15.7L/s；井下消防防尘洒水用水量304.0m3/d，最大小时用水量40.1m3/h，计算秒流量11.1L/s，详见表11-2-1。表11-2-1 矿井用水量计算表序号用水项目用水人数(人)用水标准富余系数用水时间(h)日用水量(m3/d)小时变化数最大小时用量(m3/h)计算流量(L/s)备注昼夜最大班1职工生活用水2519520L/人班245.7 30.7 0.2 2食堂用水2519515L/人餐，2餐/人207.5 20.8 0.2 3淋浴用244、水25195喷头22个，540L/h个342.1 114.0 3.9 最大用水量的2.5倍延续时间1h/班4洗衣房用水251951.5kg/人，60L/kg1222.6 1.52.8 0.8 5锅炉房用水锅炉1台，0.2t/h163.2 0.2 0.1 按总蒸发量60%计6地面消防用水10L/s，延续时间3h/次3108.0 36.0 10.0 7其它用水按16项总和的20%计2037.9 1.9 0.5 小 计227.0 56.4 15.7 8井下消防用水7.5L/s，延续时间6h/次6162.0 127.0 7.5 补充水按48h计9井下防尘用水凿岩机25L/min1.2586.0 10.245、8 0.2 煤电钻25L/min1.2586.0 10.8 0.2 放炮喷雾220L/min1.2526.0 13.0 0.8 净化水幕26.0m2，2L/min.m21.251832.4 11.8 0.5 净化水幕84.4m2，2L/min.m21.251684.5 15.3 1.5 冲洗巷道320L/min1.2533.4 11.1 0.3 搅拌机125L/min1.25103.8 10.4 0.1 小 计304.0 40.1 11.1 合 计531.0 96.5 26.8 二、水压按地面消防栓出口水压及井下消防栓处出口水压不低于0.35MPa设计。三、水质矿井地面生产、生活用水水质按生活246、饮用水卫生标准执行。四、给水水源矿区范围内有丰富的山泉水，可作为矿井生产、生活水源。五、给水系统井上、下生产、消防、防尘洒水，采用合用给水方式，实行枝状管网静压供水。投产时于+820m西回风平硐西侧山坡上并列修建二个高位水池，一个主供井下消防、防尘用水，另一个主供地面生产、生活用水，两个水池互为备用。水池容积均为250m3，池底标高+870m。池内水取自山泉水，由管网静压供给各用水地点。经计算，地面主供水管道选用954.5mm热轧无缝钢管，支管选用管径为3015mm的PRR塑料管；主供水管道采用法兰连接，支管采用快速接头连接，暗埋铺设。井下管路由+820m西回风平硐进入，主供水管道选用954.247、5mm热轧无缝钢管，支管选用505mm热轧无缝钢管；主供水管道和支管采用快速接头连接，管道均沿巷侧吊挂铺设。第三节 排 水一、污（废）水来源矿井污废水主要为生活污水、生产污（废）水及井下水。二、污（废）水排放1、生活污（废）水排放主要包括职工生活污水、食堂污水、浴室污水和洗衣房用水，水量一般为77.9m3/d左右，采用沼气化粪池做初级生化处理后排入地埋式生活污水处理装置进行二级生化处理达标后，通过排水暗沟排放，供农田用水。2、生产污（废）水主要为机修车间，污、废水水量一般为1m3/d，经处理达标排放。3、井下水井下水为受煤岩粉尘等污染的地下水，水量一般为10.36m3/d，通过+690m主平硐248、井口沉淀池沉淀处理达标后排放供农田用水。第四节 室内给排水根据各建（构）筑物的功能需要，综合楼和办公楼内设置相应的给排水设施和卫生装置。按照煤炭工业矿井设计规范要求，浴室内设置供井下人员沐浴的卫生设施及相应的冷热水供应管路和排水设施。按照建筑设计防火规范和其它相关要求，在井下各机电硐室附近，地面生产运输系统构筑物、综合楼、办公楼及其它公共设施内设置消防管路系统。第五节 井下消防及洒水一、消防水源井下消防水源取自高位水池。二、用水量及水压根据计算，井下消防及洒水用水量为304.0m3/d，小时最大用水量为40.1m3/h，计算流量为11.1L/s；出水口压力0.35MPa。三、井下消防、洒水系统249、井下消防、防尘洒水通过+820m西回风平硐西侧山坡上容量为250m3的消防防尘高位水池向井下静压供水。井下供水管路采用消防、防尘洒水混合供水，枝状管网结构。为保证井下能得到足够的消防水量，经计算，消防管路采用954.5mm和505mm的热轧无缝钢管。对井下较低标高处的供水管路的富余水压则分别使用减压孔板进行减压供水。井下供水管路采用树枝状管网结构。在井下各掘进工作面、采煤工作面、运输巷、回风巷、装载点、落煤点等处设置有喷雾洒水器、防尘管路及装置；在采区上下山口、各机电硐室、材料库等处设置有消防管路和消火栓装置，井下消火栓采用SN50口径的室内消火栓，机电硐室处配备雾化枪喷头以扑灭电气火灾；在相250、应位置设置存水龙带、水枪与消火栓的连接器件器具材料箱。在运输巷、回风巷铺设的消防、防尘洒水管路每隔100m设一支管和闸阀，为了便于防灾，要求井下每条巷道须建立防尘供水管路，出水开关与压风自救系统的出风口错开，保证50m至少有一个出风口或出水口。采煤工作面回风巷、运输巷距工作面30m的地方、掘进巷道距工作面50m的地方设置净化风流水幕装置。井下消防、防尘洒水管路铺设见井下消防、防尘洒水系统布置图(C1067-151)。第六节 采暖及供热一、室内外气象参数1、冬季采暖室外计算温度： 4 2、冬季通风室外计算温度： 83、夏季通风室外计算温度： 314、冬季通风室外计算相对湿度：65%5、室外风速：251、冬季 1.2 (m/s)夏季 1.2 (m/s)6、大气压力：冬季 736 (mmHg)夏季 724 (mmHg)7、暖室内计算温度：浴室及更衣室：2325办公室及居住建筑：18。二、采暖、供热本矿属非采暖地区，为创造正常的劳动、工作和生活条件，保护职工身体健康，在行政办公、生活福利建筑内设置冷暖空调供热制冷。利用已有LSG0.12-0.04-A型热水锅炉配备氰聚塑保温管道向浴室供热。更衣室和地面工人休息室设置火炉取热；职工开水供应选用KS200节汽保温型开水罐(二台)，单台容量200L。按煤炭工业矿井设计规范，矿井职工食堂冷藏设备，选用容量为4m3冷冻柜一台。第十二章 节能与减排第一节 节 252、能一、节电1、用电指标分析设备总容量：598.3kW设备总工作容量：419.2kW有功负荷：267.42kW无功负荷：227.73kvar无功补偿容量：114kvar补偿后的视在功率：290.67kVA补偿后的平均功率因数：0.92吨煤电耗：15.45kWh/t2、节电措施(1) 减少井巷通风阻力，降低通风能耗。1）主要井巷采用砌碹或光爆锚喷支护，严格按质量标准施工，保证成巷质量、巷壁平整，减小矿井通风摩擦阻力。2）保证井巷基本通过断面，消除骤然变小“瓶颈”，及时维修处理坍塌井巷减小通风局部阻力。3）转弯巷道平缓过渡，避免转急弯，减小矿井通风局部阻力。4）合理分风，避免不必要的控风设施，降低矿253、井通风阻力。(2) 采用高效、节能电器设备，节约能源。1）选用高效、节能型轴流式主要通风机，降低能耗。2）空压机房尽量靠近井口允许距离安装，缩短供气距离，减少管路损失，节约能源。3）全矿井采用高压集中补偿，补偿后地面10kV母线功率因数达到0.9以上。4）场区、车间、办公室等公共场所照明采用高效节能灯具；井下采用隔爆节能型照明电器照明。5）地面生产系统设备选型，均采用高效节能型产品。二、节煤措施(一) 煤耗指标分析1、煤耗量采用1台LSG0.2-0.04-AIII型锅炉供热，理论煤耗量为40kg/h，全年煤耗264000kg；经估算，食堂燃煤炉灶的理论煤耗量为160kg/d，全年煤耗52800254、kg。合计矿井煤耗量316800kg/a。2、指标分析矿井理论煤耗量316800kg/a，如采取节煤措施，矿井煤耗量可降低1020%，矿井实际煤耗量可降至253440kg/a，减少煤耗63360kg/a。(二) 节煤措施1、合理进行开拓布置，正确选择采煤方法，提高资源回收率设计水平大巷及采区上山巷均布置在一联和三联煤层之间的岩层中，不留保护，以提高矿井回采率。2、选用高效节能型锅炉矿井选用新型节能锅炉，热效率一般在80%以上。按热效率80%计算，煤耗量比使用一般锅炉时减少28215kg/a。3、有效控制排烟温度在相同的燃烧强度和空气过剩系数的条件下，锅炉排烟温度每升高10，热效率将降低0.55255、%左右。定期清扫受热面外表、化验水质、清除水垢，可节煤19965kg/a。4、控制炉渣含碳量通常每增加2.53.0%的炉渣含碳量，需多消耗约1%的燃料，采取以下措施控制炉渣含碳量：(1) 配风量满足燃烧各阶段对氧气量的要求；(2) 燃烧调整与负荷变化相适应；(3) 控制飞灰比。5、加强锅炉管理加强锅炉运行管理，加强燃烧调整，充分利用锅炉余热。6、减少热水输送管道热损热水输送管道及阀门必须保温，选用热传导率小的保温材料，保温层厚度满足要求；合理布局，缩短热水输送距离；加强设备、管道和阀门的日常维修、维护工作，保证其完好。7、采用节水型装置，节约使用热水浴室保温性能较好，采用冷热水双管供水，脚踏开256、头控制，淋浴器采用节水型产品。加强管理，节约用水，杜绝浪费。8、燃煤炉灶节煤主要采取使用节煤型炉灶、合理送风、集中供餐等节煤措施。三、节水（一）用水量矿井各部份用水量标准及指标见表11-2-1，从表中可知矿井最大日用水量531.0m3，最大小时用水量96.5m3。其中用水量较大单项是浴室用水、洗衣房用水、绿化防尘用水和消防、防尘洒水。针对以上各项用水的不同性质和作用，设计分别采用不同的节水措施，经预算可降低用水量1020%。（二）节水措施（1）浴室用水浴室淋浴装置优先选用单管供水，单调节阀控制，或是采用冷热水双管，双调节阀混合供水和脚踏开关控制，以方便水温调节，减少水量损失。（2）洗衣房用水采257、用节水型洗涤剂和洗衣设备；重复利用洗衣排水，如冲洗地面等环境卫生用水。（3）绿化、防尘用水提高绿化用地的水土保持能力，根据季节和气候调节绿化用水量，绿化和防尘用水均采用高效节能型喷雾装置。（4）井下消防、洒水选用喷雾降尘效果好，耗水量少的井下喷雾降尘装置，并按各用水设备的水量、水压要求提供。第二节 减 排一、矿井水减排井下涌水一般不具侵蚀性，其污染源主要是井下生产过程产生的岩尘和煤粉等。在+690m主平硐（前期）井口设沉淀池，井下水经沉淀处理达标后排放。二、矸石减排基建时期矸石作铺路、回填工业场地；生产时期煤矸石由汽车运至附近矸砖厂作生产原料。三、废气、烟尘减排热水锅炉每小时的耗煤量约为40k258、g，燃烧每公斤原煤的烟气的排放量9.011m3左右。本地区属气态污染物排放一般保护区域，按三级排放标准执行，为减少烟尘中灰渣排出量，设计排烟筒建筑高度不小于4m。第十三章 灾害防治与安全装备第一节顶板管理一、影响矿山压力显现基本因素分析1、煤层顶底板岩性分析矿井所采煤层顶底板为砂岩、灰岩，岩性条件较好。2、地质构造对矿山压力显现的影响矿区地层为单斜构造，开采范围内无大的断层及褶皱，地质构造对矿山压力影响较小。3、开采深度、采高、控顶距等对矿山压力显现的影响本矿为急倾斜、极薄煤层开采，开采深度、采高、控顶距等对矿山压力显现的影响较小。二、一般顶板冒落灾害的防治及装备1、回采工作面顶板管理方式及支259、柱的选择论证矿井所采煤层平均倾角7281，且均为极薄煤层开采，顶底板为砂岩、灰岩，设计采用倒台阶采煤方法，不适宜单体液压支柱支护，设计采用木支柱点柱支护，全部垮落法处理采空区。2、工作面顺槽巷道支护的选择论证各煤层工作面区段巷均沿煤层走向布置，为利于巷道维修和支架的回收复用，设计采用矿工钢架棚支护。3、掘进工作面支护的选择论证针对不同的掘进工作面性质及岩性情况，掘进工作面采用下列支护方式：1）回采工作面顺槽掘进及支护方式工作面风、机巷沿煤层掘进，采用梯形断面，支护形式为11号矿工钢架棚支护，棚距中对中0.8m。其临时支护形式主要采用前探梁和固棚器。2）水平运输大巷、辅助水平大巷和回风大巷沿煤层260、底板掘进，支护形式为半圆拱形断面，锚喷支护；其临时支护形式主要采用木点柱、前探梁、锚杆、初喷等形式。3）主要机电硐室采用砌碹支护。其临时支护形式主要采用拱架、木点柱、前探梁等形式。需指出的是，各掘进工作面的临时支护架设方式和临时支护距离需根据不同情况在作业规程中规定。第二节瓦斯灾害防治一、矿井瓦斯赋存状况根据广元市煤炭工业管理局广煤发200896号文件“关于发布广元市大昌沟煤业股份公司等89个煤矿2008年度瓦斯等级鉴定的通知”，矿井2008年瓦斯等级鉴定为低瓦斯矿井：绝对瓦斯涌出量为0.38m3/min，相对瓦斯涌出量为6.18m3/t。二、防爆措施（一）健全稳定、合理、可靠的通风系统1、矿261、井同时生产的采区数1个，回采工作面数2个，严格控制采掘工作面个数，各采掘工作面实行独立通风。2、矿井各风井均设计为专用回风井，总回风巷、采区回风上山均设计为专用回风巷，有利于瓦斯灾害防治和防止灾害事故的扩大。3、风井安装2台相同型号和电机功率的主要通风机，1台工作，1台备用，且采用双回路电源供电。为控制风流方向及按各用风地点需风量配风，井下设置有完善的通风设施，在进风和回风巷之间的联络巷中设置两道闭锁的正反向风门或正反向调节风门。4、各独立通风硐室的回风均直接引入专用回风巷。5、井下通风网络中各通风巷道中的风量、风速均满足煤矿安全规程规定。（二）加强瓦斯管理，防止瓦斯积存的措施1、防止掘进巷道262、瓦斯积聚与瓦斯超限的措施在掘进巷道中最常遇到的瓦斯积聚形式有巷道顶板附近和支架附近空洞的积聚。防止瓦斯积聚除加强通风外，尚需采取以下措施：1）适当地增加风速，在一般瓦斯涌出情况下使顶板处的风速不小于1.0m/s。2）当风速不能满足要求时，在靠瓦斯涌出区段，采用帆布风幛，靠顶板挂倾斜档板等方法，局部增加风量和提高风速。3）巷道掘进时，采用光爆，对超挖部分以不燃材料填实，消除空洞。2、防止回采工作面瓦斯超限1）采用独立通风，保证风量及风速符合煤矿安全规程要求。2）工作面采用上行通风。3）按设计要求安装瓦斯监测传感器，一旦发生瓦斯超限，能及时发现和处理。3、防止其它巷道瓦斯超限1）独头巷道扩散通风距263、离不超过6m，且巷道宽度不得小于1.5m，巷道不应有瓦斯涌出，并经常检查其瓦斯是否超限。2）所有巷道风速必须符合煤矿安全规程第101条的要求。3）对已报废巷道或硐室，必须及时密闭，并设置警示标志，经常检查密闭效果。4）加强各回采工作面转载煤仓上下口的通风，必要时配备局部通风机强制通风，以冲淡或稀释瓦斯等有害气体，防止放煤口上方瓦斯积聚及积煤自燃引起瓦斯爆炸。（三）防止爆破引爆瓦斯的措施1、必须使用安全等级不低于三级的煤矿许用含水炸药和煤矿许用电雷管。2、井下爆破应使用防爆型发爆器。3、装药前必须掏净炮眼煤粉，封满炮泥，不准使用煤粉、炮纸等非炮泥封孔。4、每个炮眼都应使用水炮泥。5、严格执行装药264、前、放炮前、放炮后检查瓦斯的制度和“三人联锁放炮”制度。6、严禁一次装药分次放炮及放糊炮、明火放炮。7、严禁利用残眼装药放炮。8、只准采用绝缘母线单回路放炮，严禁用轨道、金属管、水或大地当作回路。（四）严格控制火源和撞击火花1、井口严格检查，入井人员严禁携带烟草和点火物品下井，严禁穿化纤衣服。2、井口房、通风机房周围20m范围内，禁止堆积易燃物和有明火。3、严禁在井下拆卸矿灯、发爆器。4、严禁在井下摔打矿灯、发爆器和劳动工具。5、严禁在井下敲补矿车和其他机器设备外壳。6、必须使用具有煤安标志的矿车，矿车碰头装置必须齐全可靠。7、严禁带电搬迁和检修设备。8、井下和井口房内不得进行电焊、气焊和使用265、喷灯等，如必须使用时，应按煤矿安全规程第223条规定制定安全措施，并经过矿井相关管理权限批准。9、防雷电波及井下的措施1）由地面直接入井的轨道及露天架空引入（出）的管路，必须在井口附近将金属体进行不少于2处的良好的集中接地，接地极的电阻不得大于5，两接地极的距离应大于20m，其中轨道两接地极的距离应大于20m且不小于1列车的长度。2）信号线、通信线路必须在入井处装设熔断器和避雷器，接地极的电阻不得大于1。瓦斯监控传输线必须在入井前装设可靠的避雷装置。3）严禁使用导电材料直接入井，若使用导电材料吊挂时，在地面及井口内10m范围内必须采用绝缘材料，且在井下每间隔50-100m断开不小于1m。（五）266、防止井下瓦斯爆炸事故扩大的一般措施1、回风井井口设置防爆门，以防冲击波毁坏风机。2、主要进、回风巷间的联络巷道必须安设两道正反向风门，并处于常闭状态；不用的联络巷道必须密闭。3、各采掘工作面均必须有独立的通风系统，回风流均独立直接汇入采区回风上山或总回风巷。4、加强检查、维护巷道断面，保证各安全出口的断面符合规定；各风门前后20m范围内禁止堆放杂物，巷道中堆放的材料必须整齐，不得阻塞巷道断面。三、隔爆措施本矿为低瓦斯矿井，未设计防止瓦斯爆炸的隔爆措施。四、压风自救系统设计利用地面的压缩空气系统供风，在井下设置压风自救系统。1、压风自救系统的急救袋安装在井下压缩空气管路上，经减压装置后，分设一定267、数量带闸门控制的管嘴。2、每组急救袋设58个，急救袋的空气供给量每人不得少于0.3m3/min。3、急救袋设置在距采掘工作面2540m的进风侧的巷道中以及放炮地点、撤离人员停留处、警戒人员站岗处、回风巷道有人作业处。4、长距离（大于100m）掘进巷道中，每隔50m设1组急救袋。所有的压风自救袋都必须安设在宽敞、完好、利于人员避灾的巷道或硐室内。供风管路必须垫托和捆绑牢固，需橫跨巷道的支管要从巷道底板上穿过，有条件处压风管路应从进风侧进入压风自救袋。所有入井人员必须携带隔离式自救器。五、瓦斯及其它气体检测仪器、设备配置瓦斯及其它气体检测仪器、设备配置详见表13-2-1。表13-2-1 瓦斯及其它268、气体检测仪器、设备配置表序号设备名称设备型号单位数量1光学瓦斯检定器GWJ-1A台202光学瓦斯检定器GWJ-2台23瓦斯检定器校正仪GJX-2台14瓦斯压力测定仪ACW-1台25瓦斯检定器综合校验台WZY-2台16便携式瓦斯检测报警仪AZJ-92台607充电器CDQ91台158袖珍数字式瓦斯测定仪XZC-台89充电器XZC-台810多种气体检定器JJY-1台211瓦斯报警矿灯KSW10F（A）个2012一氧化碳检定器AQY-50台213矿用氧气测量报警仪CY-87A台214矿用隔爆型电缆硫化热补器BAR2-127/1.4台2第三节 粉尘灾害防治一、煤尘种类和危害程度分析根据四川煤炭产品质量监269、督检查站对矿井送检煤样鉴定结果，矿井所采煤层均无煤尘爆炸危险性。二、防尘措施1、通风除尘各采、掘工作面必须按设计配风供给风量，采区内各巷道断面除满足通风要求外，应使风速适宜，减少粉尘飞扬。2、喷雾、洒水降尘井下各巷道均布置了防尘、洒水管道，在井巷沿途每隔100m设置一支管和闸阀。采、掘工作面放炮后，对爆破地点20m范围内进行喷雾、洒水，冲洗煤岩壁；在容易产生粉尘的煤（矸石）转载点设置喷雾洒水装置降尘。3、湿式作业采煤、掘进工作面均采用湿式钻眼，抑制尘源和捕集悬浮矿尘。4、爆破防尘采掘工作面的爆破作业均采用水泡泥。5、净化风流回采工作面进、回风巷，掘进巷道均设置风流净化水幕，净化巷道中空气，减少270、空气中粉尘。6、个体防护在粉尘浓度超过国家标准的作业场所，作业人员佩戴防尘口罩。二、井下防尘洒水管路系统(一) 水量、水质、水压及管道规格1、供水量：根据第十一章表11-2-1计算，井下消防防尘洒水用水量304.0m3/d，最大小时用水量40.1m3/h，计算秒流量11.1L/s。2、水质：设计井下防尘洒水及消防用水执行防尘洒水用水水质标准，见表13-3-1。表13-3-1 防尘洒水用水水质标准序号项 目标 准1悬浮物含量不超过30mg/L2悬浮物粒度不大于0.3mm3PH值694总大肠菌群不超过3个/L5粪大肠菌群每100mL水样中检测不出3、水压：为保证井下各用水设施的水压需求，井下消防洒271、水系统利用设在+820m西回风平硐西侧山坡上的高位水池静压供水，保证井下各消火栓处及接入一般设备处的水压不低于0.3MPa、接入湿式煤电钻的水压不低于0.2MPa、接入喷雾设施的水压不低于1MPa的标准要求。对井下较低标高处压力过高（大于1.6MPa）的管段采用减压阀减压。井下灭火时，消火栓栓口水压不低于0.35MPa，但不超过1.0MPa，出水压力超过0.5MPa时采用减压阀减压。4、管道规格1）主管选型（1）管内径计算消防、防尘主水管的经济流速，取V，p2m/s，则：dp式中：Qe井下消防、防尘最大小时用水量，40.1m3/h。dp 0.084(m)计算消防、防尘主水管内径需84mm。（2272、）管道壁厚计算设计采用的钢管壁厚(mm)；j按计算水压算出的理论管壁厚度(mm)；2.5考虑制造壁厚公差及腐蚀裕度的附加值(mm)；P最大计算水压，P=0.62Mpa；钢的最大许用应力(Mpa），普通钢为113Mpa；管子焊缝系数，取1。计算消防、防尘主水管钢管壁厚需2.73mm。经以上计算，设计确定消防、防尘主水管外径95mm，壁厚4.5mm的无缝钢管(规格:954.5mm)。2）支管路选型（1）管内径计算消防、防尘水管的经济流速V，p2m/s，则：dp式中：Qe井下单个消火栓最大小时用水量，9m3/h。dp 0.04(m)计算消防、防尘支水管内径需40mm。（2）管道壁厚计算式中：设计采用273、的钢管壁厚(mm)；j按计算水压算出的理论管壁厚度(mm)；2.5考虑制造壁厚公差及腐蚀裕度的附加值(mm)；P最大计算水压，P=0.62Mpa；钢的最大许用应力(Mpa)，普通钢为113 Mpa；管子焊缝系数，取1。计算消防、防尘支水管钢管壁厚需2.61mm。经以上计算，设计确定消防、防尘支水管外径50mm，壁厚5mm的无缝钢管(规格:505mm)。(二) 给水水源设计于+820m西回风平硐附近山坡上并列修建两个高位水池，水池容积均为250m3，池底标高均为+870m，水源取自山泉水。(三) 井下消防、防尘管路井下消防洒水管道采用消防与洒水合一的枝状管网。主供水管道采用(规格:954.5mm274、)无缝钢管，井下支管采用(规格:505mm)无缝钢管。主供水管路和支管路均采用快速接头连接，管道均沿巷帮敷设。设计按煤矿井下消防、洒水设计规范的要求，在掘进工作面、采煤工作面、工作面机巷、工作面风巷、转载点、装载点等处设置喷雾洒水器、防尘管路及装置。在采区上山上口、下口、各机电硐室、材料库等处设置消防、防尘管路和消火栓等装置，井下消火栓采用SN50口径室内消火栓；在相应位置设置存水龙带、水枪与消火栓的连接器件器具材料箱。在采煤工作面机巷、风巷铺设的消防、防尘洒水管路每隔100m设一支管和闸阀，与压风系统支管闸阀交错布置，形成每隔50m就有一个出水口或一个出风口。采煤工作面回风巷、运输机巷距工作275、面30m内的地方、掘进巷道距工作面50m内的地方设置净化风流水幕装置。井下消防洒水管路系统详见图C1067-151。三、粉尘检测及个体防护设备(一) 防尘检测、监测设备设计选用ACH-1型呼吸性粉尘测定仪、AQH-1型呼吸性粉尘采样器和ACGT-2型矿用个体粉尘采样器作为矿井粉尘的监测、取样设备。（二）执行标准矿井在建设和投产后，应制定完善的测尘制度，设置专人定期对各产尘点的游离SiO2含量、总粉尘和呼吸性粉尘分别进行检测，并按照煤矿安全规程第七百三十九条的要求对作业场所中粉尘（总粉尘、呼吸性粉尘）超标采取治理。井下作业场所空气中粉尘浓度标准见表13-3-2。表13-3-2 作业场所空气中粉尘276、浓度标准粉尘中游离SiO2含量（%）最高允许浓度/（mgm3）总粉尘呼吸性粉尘101050508080102223.510.50.3（三）个体防护设备个体防护是指通过佩戴各种防护面具以减少吸入人体的最后一道措施，其主要设备有防尘口罩、防尘风罩、防尘帽、压风呼吸器等。根据本矿井实际情况，设计选用阻尘率高、呼吸阻力和有害空间小、佩戴舒适、不防碍视野、方便实用的防尘口罩作为粉尘个体防护主要设备，同时配备一定数量的防尘帽和压风呼吸器。四、防爆措施矿井所采煤层均无煤尘爆炸危险性，未设计撒布岩粉等抑制煤尘爆炸的措施。五、隔爆措施矿井所采煤层无煤尘爆炸危险性，未设计隔爆措施。六、地面生产系统防尘1、建立湿式277、防尘管路系统工业场地建立防尘管路系统，采用地面生产及消防系统共用供水，其主供水管道选用954.5mm热轧无缝钢管，支管选用管径为3015mm的PRR塑料管，通过该供水管路沿途向工业场地的生产系统和排矸系统的产尘点提供防尘用水。水源取自地面高位水池。在煤炭、矸石翻卸处、储煤场、矸石转运处等产尘点敷设防尘洒水支管，安装手动喷雾洒水装置。手动喷雾洒水装置由操作人员根据产尘点的产尘时间段和产尘量进行控制。2、局部隔绝密闭尘源地面个别特殊地点需严格进行防尘时，在不影响操作的情况下采取局部隔绝的方式防尘，以杜绝粉尘与操作人员或特殊设备的接触。3、个体防护所有有可能接触粉尘的人员均要求针对不同的工作性质，分别采用自吸式过滤器、过滤防尘口罩等进行自身防护。在工业场地