1、黄土高原地区矿井开发项目可行性研究报告XX工程咨询有限公司二零XX年XX月黄土高原地区矿井开发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107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11第一章 井田概况及建设条件11第一节 井田概况11一、交通位置、地形、地势及水系、气象、地震烈度11二、矿区内工农业生产概况，矿区煤2、炭生产建设及规划概况12现生产矿井13二、停费矿井13三、周边矿井14第二节 矿井建设的外部条件15一、运输条件15二、电源条件15三、水源条件15第三节 矿井建设的资源条件15一、地质构造及煤层特征15二、地质储量25三、勘探程度、资源及开采条件评述26第四节 市场分析26第二章 井田开拓与开采27第一节 井田境界及可采储量27一、井田境界27二、可采储量28第二节 矿井设计生产能力及服务年限28一、矿井工作制度28二、矿井设计生产能力的确定与论证28三、同时生产的水平数目及其论证30四、矿井及水平服务年限30第三节 井田开拓31一、矿井开拓现状31二、影响矿井开拓部署的主要因素32三、井口3、及工业场地位置比选32四、井田开拓方案比选32五、水平划分及标高35四、大巷布置35五、采区划分及开采顺序36第四节 井筒、井底车场及大巷运输36一、井筒装备及布置36二、大巷运输方式方案比选及设备选型37三、井底煤仓的型式及容积38四、井底车场型式39第五节 井下开采391煤层赋存条件392采煤方法选择393回采工作面个数及装备水平404工作面长度及采高的确定415.主要采煤机械设备选型及配备411首采区位置的确定422回采方式431.巷道断面和支护形式442.掘进工作面个数及机械配备44第六节 通风与安全45一、概况45二、矿井通风46一）通风方式和通风系统46二）风井数量及位置46三、安4、全491.预防瓦斯灾害的一般性措施492.防尘503.预防井下火灾504.预防井下水灾515.矿井安全出口516.自救器及安全仪器配备51第三章 矿井主要设备52第一节 提升设备52一、主斜井提升设备522. 主斜井带式输送机配电控制52二、主斜井检修绞车53三、副立井提升设备54（一）、设计依据：54（二）、提升设备验算54第二节 通风设备55二、通风设备选型方案55三、通风设备选型56四、通风机房供电56第三节 排水设备57一、副立井井底主排水设备57（一）、设计依据57（二）、方案比选57（三）、排水设备选型57二、副立井井底水窝排水设备58第四节 压缩空气设备58风动工具设置表 表3-5、4-158一、压风设备方案比较58二、压风设备选型59第四章 地面设施59第一节 地面生产系统59一、煤质59（c）全硫(St.d)60二、地面生产系统80三、辅助设施80第三节 工业场地总平面布置81第四节 供电及通信811井下负荷842井筒电缆选择843供配电85第四节 供 电86一 电力负荷估算86二 供电方案比选86三 推荐方案技术特征87四 地面供配电88五 井下供配电89五、综合布线系统93第四节 供水及排水93第五节 采暖、通风及供热93第六节 工业建筑及行政、公共建筑93二、工业建(构)筑物总面积、总体积、行政公共建筑面积、总体积93三、附工业建(构)筑物及行政、公共建筑一览表6、94第七节 环境保护94一、环保设计依据及采用标准94二、主要污染及防治措施94三、环保投资97第五章 建井工期97第一节 建井工期97一、施工准备97二、移交标准98三、井巷平均成巷进度指标98四、矿井主要连锁工程的确定98五、三类工程施工组织的基本原则98六、矿井建设工期98第二节 产量递增计划99第六章 技术经济99第一节 劳动定员及劳动生产率99第二节 建设项目资金估算100一、投资范围100二、概算编制依据100三、资金来源及建设期贷款利息102第三节 生产成本1025、修理费：根据初期固定资产原值计算。10210、其他费用：按12.00元/吨估列。103第四节 技术经济分析及评价17、04一、投资构成及逐年投资分配104二、流动资金估算104三、年销售收入、销售税金及附加的估算105四、利润的计算及分配105五、盈利能利分析105六、清偿能力分析106七、不确定性分析107八、技术经济总评价107说明第一章 井田概况及建设条件第一节 井田概况一、交通位置、地形、地势及水系、气象、地震烈度(一) 交通位置XX井田大部分位于山西省xx县境内。井田地理坐标为：东经1xx，北纬xx。xx铁路干线及xx公路由井田东南部经过，区内有简易公路与其相通，交通条件较方便。矿井交通位置详见图1-1-1。(二) 地形地貌该区地处黄土高原，属低山丘陵地形，地貌类型以侵蚀土塬、梁峁为主，其次为黄土冲8、沟地貌。海拔高度在1162.5856m之间，相对高差达300m左右。地势呈西高东低，西北高东南低，以西北部教场原一带最高，最低点位于东南边界处三交河河谷。区内河谷十分发育，沟坡陡峭，除沟底有基岩出露外，大部为黄土覆盖，由于地表植被稀少，水土流失严重，属侵蚀剥蚀区。 (三) 地表水系本区属黄河流域汾河水系，汾河自井田西南方通过，是区域内最大河流。井田内主要河流有大河里、三交河。雨季时有水流，暴雨时水势凶猛，数日后即变为溪流，全年大部分时间干涸无水，为季节性山洪河道。当地居民在河谷中用土石筑坝储水，形成小型水库，以解决人畜用水，但当山洪暴发时库坝容易被冲垮。 (四) 气象本区属半干旱大陆气候，蒸发9、量大于降水量，空气干燥。冬季长，夏季短，气温变化较大，见表1-3-1。表131项目最大（高）最小（低）年平均备注日期日期降水量（mm）7181988315.31972496.3雨季：68月枯季：11月次年4月蒸发量（mm）2294.819721543.419841856.9气温（）39.927.410.3日平均湿度绝对（毫巴）23.71988.71.41984.19.2相对（）831977.8321980.158风速（m/s）18主导风向：西风；2.6历年平均7级以上风：8.3天风 向主导风向：西风；次 主导风向：西风；次主导风向：西北风。最大冻土深度（）741977.2结冻期：12月中旬解冻10、期：次年3月上旬最大积雪厚度（）18平均无霜期：197天注：据孝义县气象站19701991年观测资料整理。 (五) 地震本区属地震烈度度区，根据中国地震参数区划图（GB183062001）,属地震动峰值加速度为0.10.15g区。二、矿区内工农业生产概况，矿区煤炭生产建设及规划概况(一) 矿区工农业生产概况XX井田地处xx县，该县由于地属低山、丘陵地区，土地贫瘠，又受干旱影响，农业生产产量较低，一般亩产200kg左右。粮食植物以谷子、玉米、高粱、豆类为主，小麦次之，也产一定数量的油料经济作物。随着经济改革的不断深入，农、林、牧、副业都有了一定程度的发展。矿区内工业有炼铁、水泥、农机大修、石料、11、电力、纺织、副食加工等企业。(二) 矿区煤炭生产建设及规划概况现生产矿井12.7986km2,批准开采2煤层，生产规模2万t/a）。该矿始建于1995年，设计生产能力约为10万t/a。该矿工业场地布置于井田中部，采用3对竖井开拓（见表141），采用房柱式采煤，坑木带帽点柱和棚架支护方法，机械通风，矿车运输，批准开采2煤层（见附图-1: 2煤层采掘工程现状平面图）。一号井：主井原井筒为圆形，直径2m（现已扩大为8m直径，向下扩至90m深，下部已堵塞）；副井为椭圆形，短轴2.6m，长轴4.2m,端面10.2，该井筒以延伸至10、11煤层，并已开采9煤层（见附图-2: 9煤层采掘工程现状平面图）。二12、号井：主井为椭圆形井筒，断面10.2；风井直径2.6m，开采2煤层。三号井：主井为圆形，直径4.5m，施工了300m,尚未见煤；副井为圆形，直径4.2m，已施工到底，揭露2、 3煤层。表1-4-1 井筒编号XYH备注1号主井4094787.41919557767.5841012.5031号主井4094725195577251006.02号主井4095152.73619557951.7841046.8912号主井4095443.22219558369.7911116.3863号主井4097269.49619558444.9271134.5983号主井4097040.25219558431.35813、1125.352该矿2003年3月22日，发生特大瓦斯爆炸事故，死亡72人。二、停费矿井拟扩建井田位于xx矿区核心区，煤层埋藏深，煤矿的开发都开始于上世纪八十年代以来，拟扩界范围内及周边没有停费矿井。三、周边矿井 xx矿区采煤历史悠久，据史记载，始于明代。井田外围有xx矿业集团的xx煤矿及xx等煤矿，见表1-4-2。现将附近生产矿井及区内小煤窑情况分述如下（见表1-4-1）：45.7km2,设计生产能力300万t/a,由水峪井田、旺家垣井田两部组成。原xx井田拟作为水峪矿扩区开发，与本井田北边界相邻，批准开采上组煤，目前尚处于申请报批阶段。106.8km2，设计生产能力300万t/a,交子里井14、田为其扩区，与本井田西边相邻，批准开采1、3、9、10+11煤。84.2757km2，设计生产能力75万t/a。由xx井田及扩区、河溪沟井田、河溪沟扩区（原XX井田一部分）组成。其中河溪沟扩区与本井田东及东南边界相邻。2.5 km2，批准开采2、3，生产规模21万t/a。7.7705 km2，批准开采2、4、9、10+11煤。生产规模60万t/a。周边矿井情况一览表 表1-4-2矿名开采煤层坐标拐点XY2、314097000195610002409700019563500340960001956350044096000195610002、4、7140910001955415024091000115、95560003408815019556000440887001955545054087650195541506408825019553520740884501955352084089140195541502、4、9、10+1114091000195580002408900019558000340880001955750044087300195575005408730019558925640875501955925074087550195600008409100019560000第二节 矿井建设的外部条件一、运输条件xx铁路干线及xx公路由井田东南部经过，介休至xx铁路支线由井田北部通过，区内16、有简易公路与其相通，交通条件较方便。二、电源条件距xx矿井工业场地约13km和22km处分别有xx集团公司的后庄110kV和北村110kV变电站，本矿井两回电源分别引自后庄110kV和北村110kV变电站，供电电源可靠。三、水源条件本区奥陶系石灰岩含水层含水较为丰富，水质较好，可在沟谷内打深井取水，作为矿井永久水源。处理过的井下排水也可作为矿井生产补充水源。第三节 矿井建设的资源条件一、地质构造及煤层特征(一) 地层本区黄土分布广泛，仅在沟谷中有少量基岩出露，地层走向北西，倾向北东，倾角一般小于10，区内出露地层为二叠系上统上石盒子组，经钻孔所揭露的地层由老至新有：奥陶系中统上马家沟组（O2S17、）、峰峰组（O2f）、石炭系中统本溪组（C2b）、上统太原组（C3t）、二叠系下统山西组（P1S）、下石盒子组（P1x）、上统石盒子组（P2S）、石千峰组（P2sh）、第四系Q地层。主要含煤地层为太原组及山西组，现由老至新分述如下：1、奥陶系 (O)中统（O2）上马家沟组（O2S）：区内没有露头，仅14-2钻孔揭露9.46m，周边水22-1号孔最大揭露厚度69.33m,主要为浅灰色深灰色，具豹皮状结构的石灰岩及白云质灰岩、泥灰岩组成，小溶洞及裂隙发育。与下伏地层整合接触。峰峰组（O2f）一段：14-2孔完全揭露，其厚度为92.08m，主要为深灰色角砾状泥灰岩，厚层状石灰岩及灰白色薄层石膏层组成18、。二段：区内多数详查钻孔均有揭露，其中14-2孔完全揭露，厚58.61m,由灰色、深灰色石灰岩、泥灰岩、浅灰色白云质灰岩组成，溶蚀想象明显，裂隙及小溶洞发育，多被方解石充填，洞内常见方解石晶簇，与下伏地层整合接触。2、 石炭系(C)中统本溪组(C2b)该组地层沉积于古侵蚀面上，与下伏地层呈假整合接触，厚度为10.6024.71m，平均厚度16.54m，主要为一套灰灰黑色泥岩、粉砂岩、碎屑石英砂岩及不稳定的薄层生物泥晶灰岩。含煤23层，除个别点达到可采外，一般不可采。底部发育一层褐灰色铝质泥岩（G层铝土），具内碎屑及鲕状结构，并含有大量团块状黄铁矿，区域上相当于山西式铁矿层位。本组地层化石稀少，19、仅含少量植物茎干碎片。灰岩中含海白合茎、介形虫、蜓等动物化石及其碎片。与该层位相当的白壁关井田，灰岩中含有Fusulina of,Konnoi,今野氏纺锤蜓为本溪组的带化石。另外还有Fusulinela及staffella。该组微体化石牙形刺有：太原异颚刺、微小欣德刺、优美欣德刺及S treptognathodus cancellosus。花粉组合以Laevigatosporites和Florinites的丰富为特征。该组灰岩、砂岩电阻率高异常突出，自然伽马低值明显。泥岩伽马低值较高。底部G层铝土岩自然伽马特高，为良好标志。与下伏地层假整合。上统太原组(C3t)该组为区内主要含煤地层之一，连续20、沉积于本溪组之上，厚度69.6297.14m，平均厚85.29m。含煤710层，其中9、10+11煤层厚度大，全区稳定可采。5煤层，层位稳定，厚度较小且有一定变化，属大部可采煤层。从沉积物的组成上可以看出该组明显的分为三段：（1）下部碎屑岩沉积段：从K1至11底板，一般厚度612m。主要由砂岩、粉砂岩、含铝质泥岩组成，夹不稳定的薄煤层及灰岩。底部为一层灰白色细、中粒石英砾岩（K1），其成分、结构成熟度很高，石英含量达95以上，分选极好、硅质胶结，均匀层理或具有细粒物质形成的砂纹层理。显微镜下石英颗粒表面纯净，可见次生加大现象。该层特征明显，易于辨认，并可作为分界标志层，但其稳定性较差，局部相变21、为粉砂岩或泥岩。此段底部K1砂岩电阻率较高，自然伽玛为低值反映，泥岩自然伽玛较高。该段含植物化石，丁氏未定种、卵脉羊齿及镰羊齿、相当于太原西山标准剖面的晋祠段。（2）中部碎屑岩与碳酸岩交互沉积段：从11煤底至K4灰岩顶，一般厚55m左右。主要由生物碎屑泥晶灰岩，碎屑石英砂岩及煤层组成，含煤45层，自下而上依次为10+11、9、8下、8、7、7上，9、10+11煤层厚度大，全区稳定可采；7煤层层位稳定厚度小并有一定变化，在本区可采点零星分布，属不可采煤层。7上、8及8下煤层，层位稳定对比可靠但厚度很小，不可采。10+11、9、8、7、7上诸煤层在电阻率、自然伽玛、声速曲线上均以高峰型出现，自然伽22、玛低值明显。8、7上多数为高自然伽玛显示。9、10+11煤层在各种参数曲线上组合形态特殊，为对比标志。（3）上部碎屑岩沉积段：从K4灰岩顶至K7砂岩底。一般厚26m左右，主要由黑色泥岩、粉砂岩、岩屑石英砂岩及煤层组成，靠近顶部常夹一薄层叠锥状灰岩。本段含煤24层，依次为6#、5#、5#上、4#，其中5#煤层发育较好，属于局部可采。5#上及4#煤层层位稳定，但厚度小不可采。3、二迭系(P)下统山西组(P1s)：为本区主要含煤地层，与下伏地层太原组呈整合接触。厚度27.8551.83m，平均41.34m。主要由灰黑色泥岩、粉砂岩及含大量菱铁质粒或内碎屑的砂岩组成，含煤47层（1#上、1#、1#下、23、2#、2#下、3#上、3#），其中2#、3#煤层局部或大部可采，2#下煤层可采点分布零散，属不可采煤层。底部为一层褐灰色细中粒岩屑石英（K7）常发育沙文层理、缓波状层理，该岩石表面粗糙，以含较多的菱铁质碎屑为其特征，是与下伏地层太原组的分解标志，平均厚度1.75m。下统下石盒子组(P1x)：本组厚度76.40110.90m，平均92.26m。顶部为一层桃红色铝质泥岩（称下桃花泥岩），是良好的辅助标志层。上部由灰绿色细粗粒岩岩屑长石石英砂岩、粉砂岩、砂质泥岩及泥岩组成，带紫色斑块。下部为灰绿、灰白色中粗岩粒长石石英砂岩和灰黑色粉砂岩、泥岩，夹13层不稳定薄煤或煤线。泥岩、砂质泥岩中富含植物化石底24、部以一层内含大量菱铁质内碎屑，具炭化面及小型交错层理发育的灰褐色中粗粒岩屑石英砂岩（K3），与下伏地层山西组分界。整合接触。上统上石盒子组(P2s)：1) 一段(P2s1)：厚度148.40199.94m，平均厚度173.70m，以灰绿色及灰白色中粒岩岩屑长石石英砂岩，砂质岩、砂质泥岩为主。底部为灰绿灰白色细粗粒长石石英砂岩，该K10砂岩夹在两层桃花岩之间。2) 二、三段(P2s2+3)：沟底两层有少量出露，区域地层厚度219250m，平均243.29m，以紫红色泥岩、砂质泥岩为主，夹灰绿色细粗岩屑长石石英砂岩，底部为一层灰白灰绿色层状粗粒长石石英砂岩，含少量燧石（K12）。4、第四系(Q)125、) 更新统(Q1-3)：厚度086.30m，下部棕黄色、棕红色的沙土、黏土、亚黏土组成，含大量钙质结核及砂姜。2) 全新统(Q4)：04m，多发育在沟谷、河漫滩、河床阶地及山脊顶部，为河流冲、洪积物，由沙砾、砾石、粉沙及次生黄土等混合组成。(二) 地质构造区域构造霍系煤田位于山西省中南部。属于吕梁山块隆东南部之四级构造单元xxxx盆状复向斜，分布与孝义市xxxx县以南一带，构成著名的霍西煤盆地。总体展布方向为北北东向，长约km，宽km，面积达km，产状平缓，倾角一般小于度。该盆状复向斜之北为柏洼山刘家坪多字形断褶，呈北北东向长条壮展布，由一系列北北东向的背斜，断层呈雁行式斜列组成。两翼出露寒武26、奥陶系地层。西南为劲香太林南北向褶带，为近南北向的正玄曲线壮复向斜，两翼出露石炭系，边部为奥陶系地层，产状近于水平。北部靠吕梁山块隆的主体关帝山穹状隆起，沉积盖层为寒武、奥陶系地层，产状近于水平。北东部为晋中新裂陷中的孝义断阶，分界为义棠汾阳断裂，是霍山大断裂的向北西分支断裂。南东部为临汾、运成新裂陷中的洪洞临汾凹陷，呈北东向展布，为霍山大断裂的西部沉降盘。受区域构造的影响，盘状复向斜的内部次级构造呈北东向，但由于东部霍山大断裂的向北延伸部分为北西向，属盖层断裂。从地层的出露看，该盆状复向斜亦受北西向构造的干扰、叠加，使内部的小盆地构造呈网目状。受整体构造的影响，每个小盆地的内部构造比较简单27、，本区就是其中之一。汾河断层是盆状复向斜中一条较大的断层，走向北东，落差m左右，倾角度，据邻区资料在南庙沟、刘家沟、枣沟，出露清楚。义棠以南桑平峪附近，下盘出露奥陶系地层，上盘为上石盒子组地层，景家沟、阁老洼附近亦出露清楚。中部接近本区的部分受汾河河床覆盖无出露。、井田构造本井田位于xxxx盆状复向斜的北部偏东，受区域构造影响区内地层平缓，倾角一般不大于度，以北西及北北东向宽缓的波状起伏为基本构造形态。（）褶曲赵庄向斜：位于本井田西南部，部分伸入xx煤矿井田内，走向北西，南翼倾角度，北翼倾角度，出露地层为上石盒子组，向南倾状。白衣庙向斜：位于本井田北部，为一弧型向斜，走向，延长约1000m两翼28、地层倾角95度。5赵家沟向斜：位于本井田西北部边缘，走向W，延长约1500m。6燕富曲向斜：位于本井田西南部，为一弧型向斜，走向，延长约1500m两翼地层倾角95度。B孟家庄背斜：位于本井田中部，走向，南断转向NE方向。延长约1400m两翼地层倾角56度。B5平泉洼背斜：位于本井田中部，自平泉洼向W方向延伸，延长约1000m两翼地层倾角48度。（2）断层本井田内现有勘探程度下为发现断层，井下实际采掘中在2131工作面有小断层。（3）陷落柱区内勘探阶段为发现陷落柱。2#煤层揭露3个陷落柱，长轴方向直径约40m，短轴方向直径约30m。(三) 煤层井田内含煤地层为石炭系中统本溪组、上统太原组、二迭系29、下统山西组和下石盒子组，总厚平均为235.43m，含煤22层，平均总厚14.59m，含煤系数为6.2%。其中本溪组14、13和下石盒子组煤层不可采。井田内主要含煤地层为上统太原组、二迭系下统山西组，平均总厚度126.63m，含煤21层，平均总厚10.61m，含煤系数为8.4%。其中太原组9#、10+11#煤层和山西组2#、3#煤层为全区主要可采煤层。各可采煤层分述如下：2#煤：位于山西组中下部，上距下石盒子组底界K8砂岩25m左右。煤厚02.10m，平均1.02m；结构简单。2#煤本区南部厚度小不可采，东北部与2下#合并，属于局部可采，2下#煤厚0.191.80m，平均厚度0.61m，多含1230、层嘉矸，东北部教厚其余西部及南部不可采。煤层顶板多为泥岩或粉砂岩。3#煤：位于山西组下部，上距2#煤59m平均7m，下距K7砂岩03.35m。煤层厚度.0.302.00m，平均厚度1.07m。结构简单，有时含有一层夹矸，大部可采。其顶板为泥岩或粉砂岩，底板为炭质泥岩，局部为泥岩。5#煤：位于太原组上部，上距K7砂岩平均8m。下距K4灰岩约16m，层位稳定结构简单，煤层厚度.01.30m，平均厚度0.74m。局部可采。其顶板为12m厚的泻湖相黑色泥岩，并发育有5上#煤。底板以中细粒砂岩为主，间有砂质泥岩或粉砂岩。9#煤：位于太原组下部，层位稳定结构简单，煤层厚度.01.62m，平均厚度1.43m31、。属于稳定可采。其顶板为厚7.19m的K2灰岩，底板为泥岩，厚12m。可采煤层特征见表1-3-4。 (四) 煤质简述1.煤的物理性质：本井田煤为黑色、灰黑色的亮煤，有玻璃光泽。断口为参差状、棱角状、粒状、条带状、线理状及粒状结构，层状、块状构造。山西组2#煤裂隙发育，局部具方解石细脉，含泥质核，以半亮型及暗型煤为主。太原组富含黄铁矿结核，内外生裂隙发育，充填多为黄铁矿及方解石，以半亮型煤为主，煤层的容重为1.371.55t/m3。2.煤的化学性质及可选性2#煤：为低中灰、低硫、特低磷、特强黏结性、高发热量、较高软化温度、易选的肥煤大类。3#煤：为中灰、中高硫、特低磷、特强黏结性、高发热量、较高32、软化温度、易选的肥煤大类。5#煤：为中灰、低硫、低磷、特强黏结性、高发热量、较高软化温度、易选的肥煤大类。9#煤：为低灰、高硫、特低磷、特强黏结性、高发热量、中等软化温度、极易选的焦煤大类。10、11#煤：为低中灰、中高硫、低磷、特强黏结性、高发热量、较高软化温度、极易选的焦煤大类。各层煤均为难熔灰分煤，热稳定性好，易于磨碎。各煤层主要煤质指标见表1-3-5。 (五) 瓦斯、煤尘、煤的自燃性及地温1.瓦斯(1) 区域瓦斯概况根据xx矿务局19831993年个矿井瓦斯测定结果，均属低级瓦斯矿井，未曾发生过煤与沼气喷出。(2) 矿井瓦斯本区各主要可采煤层瓦斯含量较低，结合生产矿井的实际资料，本区宜33、定为低沼气矿井。但应注意勘探阶段化验室的瓦斯相对涌出量与实际开采阶段结果有所不同，应对瓦斯富集地段高度重视。2.煤尘及煤的自燃性拟扩界井田内煤尘爆炸实验资料较少，通过分析临近生产矿井的生产资料确定，各煤层煤尘均有爆炸性危险。根据各煤层煤的自燃性试验结果，本区煤层属易自燃不易自燃。3.矿井地温本井田地热增温率为垂向增深37.17m升温1。地温梯度为2.69/100m，属地温正常区。(六) 井田水文地质特征1.含水层(1) 新生界松散孔隙含水层区内新生界地层，由于地表剥蚀在平面上呈现不连续性，含水层主要为砂、沙砾、卵石层，一般含水不强。(2) 砂岩裂隙含水层区内二叠系、三叠系砂岩含水层较多，但对煤34、层开采有影响的主要为K8砂岩至2#煤顶板砂岩，是开采2#煤的直接充水含水层，该层段砂岩裂隙不发育，水位标高在605.11946.63m。(3) 石灰岩岩溶裂隙含水层 太原组石灰岩岩溶裂隙含水层：根据勘探资料，说明其充水空间较发育。K3、K4属富水性弱的含水层，K2属富水性中等的含水层，据xx矿务局三矿的开采资料，K2石灰岩含水层是矿井的主要充水原因，其水量的大小直接影响矿井的开采。 奥陶系中统石灰岩岩溶裂隙含水层：峰峰组二段石灰岩含水层为开采1011#煤的间接充水含水层，其厚度41.8380.80m，平均53.77m，裂隙发育，水位标高541.69m，单位涌水量0.34L/s.m。 上马家沟组35、三、二段石灰岩岩溶裂隙含水层主要岩性为石灰岩夹薄层泥灰岩及白云质灰岩，岩溶裂隙发育，是奥陶系中统主要含水层段。补给来源以大气降水为主。2、隔水层井田内个含水层之间都有良好的隔水层，当其完整性、连续性未被破坏时，完全可以隔离上下含水层间的水力联系。K10K8砂岩含水层之间由泥岩、砂质岩、粉砂岩及不稳定的薄层砂岩组成隔水层，厚度66.2698.60m，平均厚度86.02m，完全可以隔断上部地层的地下水与煤系地层含水层的水力联系。 11#煤中奥陶系顶面压盖隔水层段由泥岩、砂质泥岩、薄层砂岩及石灰岩、铝土泥岩组成，厚度24.8341.67m，平均29.59m。无水力联系，但在导水陷落柱及断层存在的情况36、下，仍有底板突水的可能性。 峰峰组一段隔水层由泥灰角砾状泥灰岩及石膏组成，即上下石膏带。能起到良好的隔水作用。3.构造对地下水的控制大南沟背斜轴部地层裂隙较发育，为富水地段。蔡庄向斜轴部构成地下水汇水构造，但其水量有限。草沟背斜轴部岩石裂隙较发育。井田内地表未发现有断层。钻孔揭露的F64逆沁层，推断为隔水断层。井田内地表发现的K17、X18两个陷落柱，根据钻孔揭露情况，推断陷落柱一般不含水。4.地下水补给、径流、排泄条件大气降水是井田内地下水的主要补给来源。地下水类型主要为承压水，潜水分布很有限。承压水补给条件除奥灰水较好外，其余都不好。井田奥灰水属娘子关泉域，处于娘子关泉域的深循环弱径流区，37、井田北部奥灰水径流条件较好，井田南部因资料缺乏，无法确定。奥灰水总的排泄区为娘子关泉。石炭二迭系含水层的承压水，受岩溶、裂隙发育程度的控制，其径流、排泄条件都比较差。基岩风化带裂隙水及第四系砂砾石孔隙水，径流条件相对较好，排泄途径也较多，可以通过泉、地面蒸发和人工采水等方式排泄。5.矿井涌水量根据井田水文地质条件及现有资料，利用地下水动力学法，计算得矿井初期正常涌水量150m3/h，最大涌水量210m3/h。二、地质储量1.储量计算基础储量计算基础为井田内2、3、5、9、10+11号煤层的底板等高线及储量计算图。 工业指标井田内煤质属炼焦用煤，储量计算最低可采厚度为0.70m、原煤最高灰分不超38、过40%、原煤硫分不超过3%。 夹矸处理局部可采煤层，可采边界及工业指标均采用插入法圈定其储量计算范围。2.计算方法井田内煤层平缓，倾角一般小于10，故采用伪厚度和水平面积计算储量，计算公式为：M=Shd10-3式中： M储量，kt；S水平面积，m2；h储量计算厚度，m;d容重，t/m3。地质储量计算结果见表1-3-9。三、勘探程度、资源及开采条件评述(一) 勘探程度及存在问题 (二) 资源及开采条件评述第四节 市场分析长期以来，煤炭在我国一次能源生产和消费构成中均占2/3以上，要实现我国人均生产总值达到中等发达国家水平，人民过上比较富裕的生活，能源消费量还将有较大的增长。我国石油资源比较缺少39、，石油进口量近年来不断攀升，去年已成为世界第二大石油进口国，而煤炭资源丰富，在未来相当长的时期内，以煤为主的能源供应格局不会改变，为保证国民经济和社会持续、稳定、健康的发展，必须加强煤炭的基础能源地位。我国煤炭供求关系由八十年代供不应求，制约国民经济发展，过渡到九十年代初期的供需平衡，基本保证了国民经济的发展需求，但随着大量小煤矿的上马，九十年代末期出现供过于求的现象。在国家宏观调控政策下，自从2000年国家加大了对地方小煤矿关井压产、清理整顿的力度后，扭转了供过于求的局面，转向供求基本平衡，但近两年，局部又出现煤炭供应紧张现象。随着国民经济发展增长，煤炭供应还将出现较大的缺口，需要建设新井及40、改造老井来补充。本井田主采煤为配焦煤和炼焦用煤，是目前市场上紧缺的煤种之一，尤其是随着浅部焦煤资源的逐渐枯竭及我国钢铁工业的飞速发展，炼焦和配焦煤将会更加紧缺。因此，开发建设该矿井将具有十分广阔的市场前景。XX井田共有可采煤层六层，其中2、2下、5、11号煤层局部可采，9、10+11号煤层为主要可采煤层。具有储量丰富、地质构造简单、开采条件好及外部条件好等特点，有着适合于建设大中型矿井的条件。因此，该项目的建设是可行的。山西xx矿业（集团）有限责任公司是国家大型企业之一，为国民经济的发展做出了巨大贡献，特别是该企业下属的富家滩、南关、张家庄三个老矿，目前资源均已枯竭，南关、张家庄矿现已相继找到41、新的接替矿区，为了解决富家滩矿人员安置和企业的出路，同时为了落实集团公司做大作强的总体发展规划，确定将XX井田作为富家滩矿的接替区，建立与目前市场经济相适应的企业模式，开发XX井田，是可行的，也是必要的。 第二章 井田开拓与开采第一节 井田境界及可采储量一、井田境界根据地质报告提供的资料，井田范围按以下10点座标圈定：1点： X=4195350 Y=384260002点： X=4192100 Y=384260003点：X=4190400 Y=384253004点： X=4189400 Y=384247005点： X=4189400 Y=384104006点： X=4199000 Y=3841042、4007点： X=4199000 Y=384196008点： X=4189400 Y=384104009点： X=4199000 Y=3841040010点： X=4199000 Y=38419600井田东西走向长4.07.5km，南北倾斜宽7.0km，面积41km2。二、可采储量根据煤炭工业矿井设计规范，经计算，矿井工业储量为3.3784Mt，其中第一水平94.911Mt，第二水平242.936Mt；矿井设计储量262.9192Mt，其中第一水平79.8944Mt，第二水平183.0248Mt；矿井设计可采储量200.3082Mt，其中第一水平65.1592Mt，第二水平135.149Mt。43、详见表2-1-8。第二节 矿井设计生产能力及服务年限一、矿井工作制度按煤炭工业矿井设计规范规定，矿井设计年工作日为300d，每天三班作业(其中两班生产，一班准备)，每天净提升时间为14h。二、矿井设计生产能力的确定与论证矿井设计生产能力确定为初期1.2Mt/a，二期3.0Mt/a。其理由如下：1.本井田煤层储量十分丰富，赋存以稳定、较稳定型为主，倾角一般36。六层可采煤层已精查探明的地质储量为657.600Mt，加上待精查的地质储量(井田扩大部分的储量)782.800Mt，则全井田地质储量高达1440.400Mt，工业储量1201.660Mt，可采储量721.4007Mt。先期开采的3号煤层可44、采储量为261.6131Mt，全区稳定，煤层结构简单，煤厚多在23m之间，煤层顶底板条件尚佳，且煤层无自燃发火倾向，非常适宜综合机械化开采。因此，从煤层储量、煤层赋存条件和先期开采煤层的特征等方面分析，矿井宜建设现代化大型矿井。2.井田内地质构造简单。据精查报告所述，井田内无大的地质构造，以宽缓的褶曲为主。井田内断层、陷落柱稀少，仅在井田中、西部发现三条中、小型断层和两个直径为1535m的陷落柱。全井田无岩浆岩侵入。井田内水文地质条件简单，涌水量很小。因此，从开采技术条件方面分析，矿井适合建设大型矿井。3. 3号煤为中灰、特低硫、低磷、极易选的贫煤、贫瘦煤，是优质的高炉喷吹煤和出口煤。建设大型45、矿井不但可以缓解国内供应紧张的高炉喷吹用煤，而且也可大量出口，为国家增收外汇，其社会经济效益显著。4.具有良好的铁路外运条件。具有较强运输能力的石太铁路从井田东南部通过，铁路外运有保障。5.近十年来，阳泉煤业集团通过设计、挖潜和改造，现生产的五对矿井，除即将报废的四矿外，其余矿井实际生产能力均达到过3.0Mt/a，已经积累了建设和管理大型、特大型矿井的丰富经验。6.目前国内已能生产高度机械化的大型提升、运输、采煤、掘进、选煤、通风等设备，完全可以满足高产、高效矿井的生产需要，这为建设高标准的现代化大型矿井提供了坚实的物质基础。7.根据能源计1992523号文“关于阳泉矿区(统配)总体发展规划(46、设计)的批复”，本矿井年生产能力定为3.0Mt。考虑到本次设计把南燕竹井田的大部划归XX井田，使XX井田面积由原来的64.0km2扩大到134.1km2的事实，则韩庄矿井年设计生产能力应为韩庄与南燕竹矿井之和比较适宜。为此，从矿井资源条件、煤层开采技术条件和煤的加工利用以及煤炭外运条件和总体批复等方面综合考虑，矿井年设计生产能力确定为初期3.0Mt，二期6Mt比较合理。三、同时生产的水平数目及其论证(一) 煤层群的分组本井田可采煤层有3号、6号、8号、9号、15号、15下号共六层，其中3号、15号为主要可采煤层，其平均间距约103m。根据两层主采煤层的间距和其它可采煤层的赋存情况，设计考虑采用47、煤层分组开拓全井田。遵循“将距离相近的煤层划为一组”的原则，设计把六层可采煤层划分为上、下两组。3号、6号、8号、9号划为上组煤层，15号、15下号划为下组煤层。(二) 开采水平数目的确定井田倾斜宽9.4km，同一煤层相对高差400.0m。井田采用倾斜条带开采，条带长度一般取2500m左右。根据上述井田特征和开采技术条件，结合本井田地质构造情况，设计考虑采用+858m、+490m两个水平开发全井田。(三) 同时生产的水平数及其论证设计采用一个水平满足生产。其理由如下：1.井田内上、下两组煤层，分两个水平开采。由于上下两组煤层层间距较大，不适合多个水平同时开采。2.第一水平的设计可采煤量占全井田48、设计可采煤量的一半多，其水平服务年限足能满足煤炭工业矿井设计规范的有关规定。3.第一水平先期开采 3号煤层，厚度平均2.77m，其储量丰富，煤质优良，不但能充分地满足水平服务年限，而且也能保证矿井稳产和高产。四、矿井及水平服务年限矿井及水平服务年限均按下式计算：T=Z/AK式中：T服务年限，a;Z设计可采储量，Mt；A生产能力，Mt/a；K储量备用系数，取1.4。则第一水平服务年限为T1=65.1592/（1.21.4）=38.8(a)第二水平服务年限为：T2=135.149/（31.4）=32.0(a)则矿井服务年限为：T=T1+T2=38.8+32.0=70.8(a)，符合煤炭工业矿井规范49、之要求。第三节 井田开拓一、矿井开拓现状矿井现有三个工业场地，六个井筒，现状分别如下：1、 1号工业场地位于井田中部的沟内，布置有两个井筒，一个主立井：椭圆形 a=4.5m，b=2.9m，净断面10.2m2，至2号煤垂深450m、至11号煤垂深530m，装备JT1.2双滚筒绞车，电机功率55Kw；一个副立井：原直径2m，上部60m已扩大为8m（已施工），净断面50.3m2，至2号煤垂深400m、至11号煤垂深480m，装备JKM3.254多绳绞车，电机功率1000kW，且井塔已施工。2、2号工业场地位于1号工业场地的附近，布置有一个主立井：椭圆形 a=4.5m，b=2.9m，净断面10.2m250、，至2号煤垂深480m，装备JT1.6双滚筒绞车，电机功率95kW。3、三号工业场地位于井田北部的山梁上，布置有三个井筒，一个主立井：净径4.5m，净断面15.9m2，至2号煤垂深620m，已施工370m，剩余250m，装备JKM3.254多绳绞车，电机功率1000 Kw，井塔已施工；一个副立井：净径4.2m，净断面13.85m2，至2号煤垂深600m，装备JKM1.854多绳绞车，电机功率280Kw，井塔已施工，绞车已安装；一个回风立井（位于工业场地外）：净径2.6m，净断面5.3m2，垂深580m。二、影响矿井开拓部署的主要因素1、现有的三个工业场地比较分散，且已分别建设了许多设施，在设计51、中应合理、经济地予以利用。2、矿井瓦斯含量较低，对开拓部署十分有利。3、上组煤较薄且均属局部可采煤层，下组煤10+11号煤层较厚，上下组煤平均间距75m，具备分组开拓的条件。4.井田内煤层赋存平缓，地质构造简单，对矿井使用现代化设备、建设高产高效矿井有利。三、井口及工业场地位置比选经过多次深入细致的现场踏勘，结合井上、下条件和矿井开发规模，设计将3号工业场地作为改扩建后的矿井工业场地，主要理由如下：1、3号工业场地宽广，有利于大型矿井的地面设施布置。2、3号工业场地靠近乡镇公路，交通方便。3、3号工业场地附近的沟内有利于主斜井和选煤厂的布置。4、2号工业场地主井井塔已施工，剩余工程施工困难，建52、井工期长。5、二号井井下已采区域比较乱，初期工作面位置选择困难，不利于矿井早见效。四、井田开拓方案比选(一) 上组煤开拓方案1、开拓方案设计在确定的工业场地位置上，根据现有井筒情况，优化、筛选出两个开拓方案进行技术、经济比较。方案一：采用斜立混合开拓方式。新选一个主井工业场地，布置一个主斜井，倾角25，斜长1100.3m，装备1.4m钢绳芯胶带输送机，担负煤炭提升和升降大件任务。副立井利用现有主立井，装备一对1t单层单车罐笼，回风立井利用现有副立井，装备梯子间。一、二号工业场地的井筒用于后期回风。上组煤划分为一个+550m水平，沿东西方向布置两组大巷，两组大巷间采用胶带运输巷、辅助运输巷和回风53、巷联接。每组大巷共布置三条大巷，分别为胶带运输大巷、辅助运输大巷、回风大巷，均沿煤层布置。大巷煤炭运输采用胶带输送机、辅助运输采用连续牵引车运输方式。上组煤共划分为三个采区。矿井通风系统初期为中央并列式，后期为中央分列式。方案一开拓方式详见图2-3-1、图2-3-2。方案二：采用立井开拓方式。充分利用现有三号井设施，矿井设计生产能力确定为900kt/a，主立井装备9t箕斗，副立井装备带平衡锤的1t双层单车罐笼和梯子间，风井净直径扩大为4m，净断面为12.57 m2。水平划分、大巷布置、大巷运输方式、采区划分基本同方案一。矿井通风系统为中央分列式。方案二开拓方案详见图2-3-3。2.开拓方案比选54、(1) 开拓方案经济比较详见表2-3-1。从表2-3-1可以看出， 方案一与方案二可比工程相比，井巷工程量多266.2m，投资少15.18万元，设备及安装工程多602.03万元，土建工程多8.3万元，总投资多595.15万元。(2) 开拓方案技术比较方案一：优点：A、主斜井采用胶带输送机，提升环节简单，提升潜力大，后期扩大生产能力时，不仅可简单快捷地实现，而且后期投资少。B、新增了主井工业场地，为选煤厂的建设提供了有利条件。C、主要生产环节与矿井开发规模想匹配，矿井服务年限合理。D、采区长度比较均衡，对生产管理有利。E、矿井二期工程建设简单易行，建设工期短。缺点：A、井巷工程量较大，投资高。B55、对现有设施未能充分利用。C、工业场地保安煤柱大，资源利用率低。方案二：优点：A、井巷工程量小，投资省。B、充分利用了现有设施。C、工业场地保安煤柱小，资源利用率高。缺点：A、 主井采用箕斗提升，生产环节多、占用人员多、营运费用高。B、生产能力小、潜力小，与矿井开发规模不匹配。C、现有工业场地附近布置选煤厂比较困难。D、二期工程建设复杂，投资高。综上所述，方案一具有主井装备提升潜力大，后期扩大生产能力易于实现，同时兼顾了选煤厂的建设等优点，故设计推荐方案一为井田开拓方式。(二) 下组煤开拓方式根据推荐的上组煤开拓方式，设计确定下组煤采用主运输暗斜井延深、副立井和回风立井直接延深的开拓方式，在上56、组煤井底煤仓处向东开凿主暗斜井，倾角16，斜长272.0m，装备钢绳芯胶带输送机担负下组煤煤炭提升任务；副立井直接延深落底于+475m水平，担负下组煤辅助运输任务，将回风立井延深至10+11号煤层，担负下组煤回风任务。下组煤划分为+475m一个水平，根据煤炭技术的发展趋势，下组煤工作面推进长度暂按3000m左右考虑，大巷布置形式基本同上组煤。下组煤共划分为两个采区。五、水平划分及标高井田内煤层赋存平缓，一般小于8，属近水平煤层；按煤层间距，2号、3号、5号煤层为上组煤，9号、10+11号煤层为下组煤，上、下组煤层平均间距75m。根据上述特点，宜在上、下两组煤中分别设置水平进行开采。基于上述分析57、，结合开拓方式，设计确定井田共划分为+550m、+475m两个开采水平。+550m水平开采上组煤，+475m水平开采下组煤。四、大巷布置根据井田内煤层赋存状况及水平划分情况，结合近年来国内外高产高效工作面推进长度，井田上组煤沿东西方向划分为两个条带区，两个条带区之间采用集中巷道联系方式，每个条带区布置一组大巷。为满足生产中运输、通风等要求，每组大巷共设置三条，即一条胶带运输大巷、一条辅助运输大巷、一条回风大巷。大巷层位选择根据多做煤巷少做岩巷的原则，设计确定初期胶带运输大巷沿3号煤层布置，辅助运输大巷、回风大巷沿2号煤层布置；期胶带运输大巷沿5号煤层布置，辅助运输大巷、回风大巷沿3号煤层布置五58、采区划分及开采顺序1.采区划分为了达到集中生产、系统简单、管理方便、设备利用率高及高产高效的目的，采区划分依据以下原则：为了减少采区巷道工程量，尽可能多采用条带布置。 采区尺寸与高产高效工作面开采要求相适应，力争做到采区划分合理，接替工程量小，工作面服务时间适宜。 采区布置符合分区通风要求，尽可能减少煤炭的反向运输。据此，设计将上组煤划分为三个采区，其中靠近井底的一采区作为首采区，工作面推进长度一般为2000m。2.开采顺序水平开采顺序遵循由浅入深的原则，即先开采+550m水平，后开采+475m水平。煤层开采顺序为先上后下，逐层扒皮开采。采区开采顺序为先近后远，逐步向井田边界推进。第四节 井59、筒、井底车场及大巷运输一、井筒装备及布置1.井筒数目及用途矿井移交生产及达到设计生产能力时，共布置三个井筒，即主斜井、副立井、回风立井。各井筒用途分述如下： 主斜井：担负全矿煤炭提升和大件升降任务，兼作进风井和安全出口。 副立井：担负矿井人员、设备、材料等辅助提升任务，兼作进风井。 回风立井：担负矿井初期回风任务和安全出口。2.井筒装备及布置 主斜井：净宽5.4m，装备1400mm钢绳芯胶带输送机和检修轨。 副立井：装备1对1t单层单车标准罐笼。回风立井：装备梯子间。矿井初期各井筒特征见表2-4-1。矿井初期各井筒布置见图2-4-12-4-4。表2-4-1矿井初期井筒特征表二、大巷运输方式方案60、比选及设备选型(一) 大巷运输方式方案比选1.煤炭运输方式根据井田开拓部署，结合目前国内外大型矿井大巷运输设备使用经验，大巷煤炭运输考虑了矿车和胶带输送机两种方式，经过详细的技术比较，设计推荐胶带输送机运输方式，主要理由如下：a.胶带输送机运输与矿车运输相比，具有运输能力大、潜力大、运输连续、效率高、操作简单，容易实现集中自动化管理等特点，且与工作面，主井运输设备相匹配，对矿井实现高产、高效和现代化管理有利。b.胶带输送机运输与矿车运输相比，具有运输环节少，占用人员少，维修工作量小，事故率低等优点，对矿井提高效率和安全生产均十分有利。c.胶带输送机运输与矿车运输相比，具有适应煤层变化能力强，井61、巷工程量省，可多做煤巷、少做岩巷等优点，对矿井环保工作和采掘接替有利。d.从矿井规模来说，大巷煤炭运输采用胶带输送机运输比较配套，且符合我国煤炭工业的发展趋势。2.辅助运输辅助运输方式根据xx矿业集团生产经验和煤层赋存倾角小的特点，设计选用目前投资较小、比较适合中型矿井的连续牵引车方式。主要理由如下：(二) 运输设备选型1.运输大巷设备选型经技术比较，井下煤炭大巷运输采用带式输送机运输方式，经选型计算，其主要技术参数为：胶带宽度：B=1200mm运输能力：Q=1100t/h胶带速度：V=2.5m/s总 长：L=666m倾 角：=016电动机：YB315M2-4，N=160kW，二台减速器：H362、SH9，i=25，二台胶带强度：ST=800N/mm同时，带式输送机还配备逆止器，制动器主各类保护装置一套等。2.辅助运输设备选型三、井底煤仓的型式及容积由于本矿井对煤炭产品无特殊要求，故井底煤仓形式采用8m的园形直立式普通煤仓。井底煤仓容量根据煤炭工业矿井设计规范，应为矿井日产量的0.15倍，本次设计考虑下组煤开拓方式，确定井底煤仓有效容量为2000t，也为后期扩大生产能力时留有适当余地。四、井底车场型式根据开拓部署，井底车场采用环形绕道形式，设有调车系统和空重车存车线，在副立井井底车场设有必要的硐室。第五节 井下开采一、采煤方法选择、工作面长度及采高的确定，主要采煤机械选型的论证与配置1煤63、层赋存条件1）2号及2下号煤层位于山西组上部，煤层厚度0.512.08m，平均1.55m，煤层顶、底板均为砂质泥岩，结构简单，一般不含夹矸，为大部可采煤层，可采区分布在井田东北部，在可采区内属较稳定煤层。2）2下号煤层为局部可采煤层，厚01.16m，平均0.63m，煤层底板为泥岩或粉砂岩，局部为细砂岩。井田内大部不可采。3）3号煤层位于山西组下部第一沉积旋回序列中，具有厚度变化大，突变性强等特点。厚01.92m，平均厚1.42m，结构简单，有时含一层薄夹矸，属局部可采煤层。煤层顶板为泥岩或粉砂岩。2采煤方法选择根据煤层赋存条件，尤其是矿井的上组煤2、3号煤层平均厚度仅1.55m和1.42m，及64、矿井开拓方式、生产能力，结合目前国内薄煤层最先进开采技术装备，即德国采矿技术公司（DBT公司）生产的全自动机组，配套设备国内厂家提供。该装备目前已在铁法矿务局晓南矿和西山焦煤集团公司马兰矿成功应用。因此设计采用倾斜长壁刨煤机开采，全部冒落法管理顶板的采煤方法。3回采工作面个数及装备水平一采区设计生产能力1200kt/a，矿井初期开采的2号煤层倾角平缓，5，平均厚1.55m，属薄煤层开采。针对煤层条件设计提出两个方案：方案一：布置一个刨煤机综采工作面（1200kt/a）方案二：布置两个薄煤层综采工作面（600kt/a2）两方案分析比较如下：方案一布置一个刨煤机综采工作面，设备相对较少，掘进工作面65、少且较集中，便于集中管理。刨煤机引进德国采矿技术公司（DBT公司）生产的全自动机组，具有自动化智能程度高，回采推进速度快，工作面生产能力大、设备性能优良、维修率低，占用人员少，生产安全性较好。采用刨煤机综采，利于矿井节能。但是设备投资大，需学习掌握新技术。方案二布置两个薄煤层综采回采工作面机动灵活，与方案一相比，设备投资少，但同时存在以下缺点：初期投资大，方案一因多装备一个薄煤层综采工作面，同时增加大巷1800m，准备巷5000m，折合工程费用3260万元。作业分散，管理复杂，由于多了一个回采工作面，相应增加了掘进头，使得采、掘工作面数目多而分散，加大了巷道、运输、通风、排水等系统的复杂程度及66、费用，对矿井生产及安全管理不利。设备、人员占用多，生产效率低。电耗较大，不利与节能。与方案二相反，方案一初期投资省，投资效益高，生产集中，管理简单，设备人员占用少，生产效率高。经过上述的技术和经济比较，设计推荐方案一布置一个刨煤机工作面。4工作面长度及采高的确定根据开采煤层厚度、倾角、顶底板岩性及产量要求，力争使回采工作面实现高产高效，设计确定刨煤机综采工作面长度均为200m。首采工作面根据邻近65号钻孔揭露的煤层厚度确定采高1.50m，一次采全高。5.主要采煤机械设备选型及配备根据本井田2号煤层赋存条件及开采技术条件，结合矿井设计生产能力及德国采矿技术公司（DBT公司）生产的全自动刨煤机组在67、国内使用情况，矿井移交生产时，在一采区2号煤层中布置一个刨煤机综采工作面，实现矿井1.2Mt/a的设计生产能力。回采工作面主要机械设备选型见表251。二、采区巷道布置与回采方式1首采区位置的确定根据井田开拓部署及煤层赋存情况，结合xx矿井实际情况，本着减少井巷工程量、节省投资、早出煤、早见效的原则，首采区就近布置，确定主斜井井底附近的一采区为首采区，保证矿井1200kt/a的生产能力。根据井田开拓布置、首采区位置以及煤层赋存条件，采区巷道布置充分利用北胶带大巷、北辅助运输大巷、北回风大巷做为一采区准备巷道，北辅助运输巷及北回风大巷均沿2号煤层布置，北胶带运输大巷沿3号煤层布置，北胶带运输大巷通68、过煤仓与主斜井连通，形成表251 回采工作面主要机械设备选型序号设备名称设备型号功率（Kw）备注1全自动化刨煤机GH938Ve/5.73152德国DBT公司制造2可弯曲刮板运输机PF3/8223152德国DBT公司制造3转载机SZZ764/2002004液压支架ZY4000/8.5/1905破碎机PCM1101106端头支架ZT5600/17/357喷雾泵PB320/2.5378乳化液泵DRB200/31.5125煤炭运输系统。北辅助运输大巷通过+540m水平石门与副立井井底车场联接联接，形成矿井辅运输系统；北回风大巷通过上组煤总回风巷与回风立井联接，形成矿井通风系统。回采工作面顺槽沿2号煤层69、垂直三条大巷布置，胶带顺槽与北胶带大巷直接搭接，轨道顺槽通过联络巷与北辅助运输大巷联接，形成倾斜条带布置。2回采方式回采方式为采区前进式、工作面后退式。三、移交生产及达到设计产量时回采工作面数目、总长度、总产量移交生产及达到设计产量时，一采区布置一个刨煤机综采工作面，回采工作面长度200m，总产量1200kt/a。回采工作面产量计算详见252。表252 回采工作面产量计算表采区平均采高（m）长度（m）年推进度（m）容重（t/m3）回采率生产能力(kt/a)一采区1.5020030001.350.951154.25掘进煤量按回采煤量的5%考虑，掘进煤量57.7kt/a。矿井总产量为1154.2570、+57.7=1211.95( kt/a),可满足矿井1200kt/a的设计生产能力。四、巷道掘进1.巷道断面和支护形式 矿井主要开拓、准备巷道采用半圆拱形断面，锚喷或锚网喷+锚索支护；回采顺槽采用矩形断面，钢带锚杆支护。 2.掘进工作面个数及机械配备一采区布置3个掘进工作面，其中两个半煤岩巷综掘，一个煤巷普掘，采掘比为1：3。五、移交生产及达到设计产量时的井巷工程量移交生产及达到设计产量时的井巷工程量为10614.7m，总掘进体积为131035.2m3，其中煤巷200m，占总工程量的1.9%；半煤岩巷8220.6m，占总工程量的77.4%；岩巷2194.1m，占总工程量的20.7%。井巷工程量71、详见表253。万吨掘进率为88.5m。表253 井巷工程量汇总表序号项目名称井巷名称（m）掘进体积（m3）岩巷半煤岩煤巷小计巷道硐室小计1井筒1360.350.01410.330175.930175.92车场、硐室及清撒斜巷725.0725.09656.011310.020966.03主要巷道108.82832.22941.041376.741376.74回采巷道6495.0200.06695.053460.01300.054760.05合计2194.19377.7200.011771.3134668.612610.0147278.6第六节 通风与安全一、概况1、瓦斯地质报告提供：“2号煤层井72、下生产中瓦斯相对涌出量4.0m3/t左右，为低瓦斯矿井”。因此本次设计矿井按低瓦斯矿井设计。2、煤尘根据地质报告提供的资料：据区域资料各煤层煤尘火焰长度大于400mm,井田内各主要可采煤层均有煤尘爆炸危险。3、煤的自燃性根据邻近矿井生产资料，水峪、高阳、柳湾等矿均有自燃发火性，发火期一般为46个月。因此，各煤层仍按有自燃发火倾向对待。二、矿井通风一）通风方式和通风系统矿井采用抽出式通风方式。矿井初期采用中央并列式通风系统。二）风井数量及位置矿井移交生产时共有3个井筒，其中2个进风井，即主斜井、副立井；1个回风立井。主斜井位于矿井主井工业场地，副立井和回风立井位于副井工业场地。三）矿井风量、负压73、计算根据煤矿安全规程，矿井总进风量按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和进行计算。1、矿井风量、负压及等积孔计算1）矿井风量计算根据煤矿安全规程的要求，按采煤、掘进、独立通风硐室及其他地点实际需要风量总和的方法计算矿井的总风量。（1）回采工作面风量计算根据矿井的瓦斯涌出规律，回采工作面瓦斯涌出量约占60%，掘进工作面瓦斯涌出量约占30%，采空区及其他瓦斯涌出量约占10%。回采工作面风量计算按下式计算：Q采=qTK100/（246060）Q采回采工作面风量，m3/s;q本煤层瓦斯涌出量，m3/t；T回采工作面平均日产量，t/d；K瓦斯涌出不均衡系数，K=1.4。Q采=460%40001.74、4100/（246060）=15.54（m3/s）取Q采=16.0m3/s。（2）掘进工作面配风量掘进工作面风量按所配的JBT622型局扇最大风量考虑配风，即6.5 m3/s。矿井达到设计生产能力时，共布置一个采区，即一采区布置一个刨煤机回采工作面，两个综掘工作面，一个普掘工作面。矿井掘进工作面总配风量：Q掘=（6.5+6.5+6.5）=19.5（m3/s）（3）硐室配风量矿井达到设计生产能力时，独立通风的硐室有：一个爆破材料发放硐室，一个采区变电所，一个胶带机头变电所1个，配风量按2 m3/s考虑，故硐室总配风量为6 m3/s。（4）其他配风量备用回采工作面风量按回采工作面风量一半考虑，即875、 m3/s。其他配风量按实际需风量总和的15%考虑，共计8 m3/s。（5）矿井总风量计算根据计算的各用风地点风量，矿井矿井总风量按下式计算：Q矿=（Q采+Q掘+Q硐+Q其他）K矿通=（16+19.5+6+16）1.25=71.8（m3/s）取75 m3/s。式中：Q矿矿井总进风量，m3/s；Q采回采工作面实际所需风量的总和，m3/s；Q掘掘进工作面实际所需风量的总和，m3/s；Q硐硐室实际所需风量的总和，m3/s；Q其他其他工作地点实际所需风量的总和，m3/s；K矿通矿井通风系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素，取K矿通=1.25。 2）矿井风量分配回采工作面：18 m3/s；掘进工作面76、：73 m3/s； 独立通风硐室：33 m3/s；其他：27m3/s；3）矿井负压计算依据采区巷道布置和矿井开拓部署，按最长通风线路，进行通风容易时期和困难时期的负压计算，井巷摩擦阻力采用下式计算：h = PLQ2/S3式中：h 井巷摩擦阻力，mmH2O； 井巷摩擦阻力系数，kgS2/m4； P 井巷净断面周长，m； L 井巷长度，m； Q 通过井巷的风量，m3/s； S 井巷井断面面积，m2。经计算西区通风容易时期回风斜井负压：134.8 mmH2O合1320.7Pa；西区通风困难时期回风斜井负压：223.2mmH2O合2187Pa。4.等积孔计算矿井回风立井等积孔按下式计算：A = 1.177、9Q/H困1/2式中：A回风立井等积孔，m2；Q回风立井风量，m3/s；H困回风立井通风困难时期负压，Pa。矿井回风立井等积孔：A = 1.1955/ 2841.11/2 =1.9（m2）经计算，矿井通风属中等阻力。三、安全1.预防瓦斯灾害的一般性措施本次设计矿井为低瓦斯矿井，但在基建和生产过程中应引起足够重视，及时采取以下相应的必要措施，避免灾害事故的发生。（1）矿井通风必须做到高效、稳定和连续，使回采工作面和生产巷道中瓦斯浓度符合煤矿安全规程有关规定，及时处理局部积存的瓦斯，如回采工作面上隅角、冒落空硐等。（2）控制点燃瓦斯的火源，机电设备必须采用防爆型。（3）建立健全瓦斯检查监测制度，主78、要机电设备设置瓦斯断电仪。（4）为防止瓦斯煤尘爆炸事故扩大，回风井井口安装防爆门，主要巷道配备隔爆水棚等。（5）对生产中的废弃巷道及时封闭，以减少采取瓦斯涌出和防止人员误入。2.防尘根据地质报告提供的资料：据区域资料各煤层煤尘火焰长度大于400mm,井田内各主要可采煤层均有煤尘爆炸危险。为确保矿井的安全生产，改善工人作业环境，需采取以下防尘措施：1.井下设有完善的洒水防尘系统，在煤的转载点均设有喷雾洒水装置，以减少煤尘。2.回采工作面均配备注水设备，掘进工作面要求采用水炮泥，以降低煤尘的产生量。3.采掘机械均选用安装有有效内外喷雾装置的设备，严禁干式作业。4.严格按规程规定控制风速，防止煤尘飞79、扬。5.对井下巷道应定期清扫、冲洗并刷浆，以减少巷道中堆积的煤尘。6.为防止灾害的扩大，设计按规程规定设置了岩粉棚和隔爆水棚。3.预防井下火灾预防井下火灾，采取以下措施：（1）及时清理可燃物，如井下使用过的棉纱布、各类油料以及巷道内的废坑木等。（2）井下各主要机电硐室配备消防器材。（3）主变电所、主水泵房、采区变电所等均设置防火栅栏两用门，并用不燃性材料支护。 （4）井下设有消防材料库及消防洒水管网，生产中应根据生产情况对消防洒水管网进行调整。4.预防井下水灾预防井下水灾采取以下措施：（1）配备探水钻机，遇地质构造、接近小窑开采区或异常处，应有疑必探、先探后掘。（2）副立井井底设有足够容量的水80、仓及排水设备，水仓应及时清理，主泵房和主变电所通路内设密闭门。（3）在各巷道低洼处设小型排水泵。5.矿井安全出口矿井初期，布置3个井筒，主斜井设有台阶、扶手兼做矿井安全出口，回风立井装备梯子间，作为安全出口。6.自救器及安全仪器配备为提高矿井的安全性，所有井下人员均配备过滤式自救器。7矿井设辅助救护队，主要救护任务由xx矿业集团救护队承担。未尽事宜，严格执行规程、规范规定。第三章 矿井主要设备第一节 提升设备 一、主斜井提升设备主斜井井筒倾角25，装备一台大倾角带式输送机，担负全矿井的原煤提升任务。经选型计算，其主要技术参数为：胶带宽度：B=1400mm运输能力：Q=858t/h胶带速度：V=81、3.15m/s总 长：L=1163m倾 角：=025电动机：Y450-54-4，N=710kW，三台胶带强度：ST=4000N/mm同时，配备了CST1950K型可控起动传输，保证带式输送机起动加速度，使之平稳起动2. 主斜井带式输送机配电控制根据矿井地面供电系统要求，主斜井井口房设10/0.4kV变电所，两回高压10kV电源引自副井场地110kV变电所。主斜井井口房10/0.4kV变电所与井口房联合建筑，变电所设高、低压配电室、变压器室及控制室。高压室选用KYN28金属铠装抽出式开关设备，作为变电所10kV受电及胶带电机的起停控制设备，并为主斜井检修绞车提供一回高压10kV电源，高压结线方式82、为单母线分段方式，三台电机馈电柜置于10kV一段母线上。变压器室装设S9315/10，10/0.4kV，315kVA变压器两台，一台工作，一台备用，选用GZL型低压配电装置，为主斜井井口房内起重机、硫化热补器、CST冷却泵、加热器、热交换风扇及其它胶带机所有附属低压380/220V设备配电，并分别为主斜井检修绞车房提供一回、综采设备库提供一回、主斜井空气加热室提供两回380V低压电源。胶带机控制系统采用PLC控制系统，设有必须的电气保护及胶带跑偏、打滑、断带、纵撕、溜槽堵塞、沿线急停等胶带机保护装置及信号系统。二、主斜井检修绞车主斜井井筒斜长1100.3m，倾角25,主斜井检修绞车担负重大件、83、长材等提升任务，并用于胶带机检修时升降胶带机部件。提升最重件为液压支架，重量为16t架，选用特制平板车运送，自重2t。经计算：可选用JK-3/20E型单滚筒提升机作为作主斜井检修绞车，配套YR，12极，10kV，500kW绕线电动机。提升机主要技术参数：Dg=3.0m，B=2.2m，Fze=130kN，i=20，Vmax=3.8 m/s。提升钢丝绳选用32 ZBB 6V18FC 1570 ZZ 602 414型钢丝绳，钢丝绳在滚筒上缠绕三层。提升最大件时，钢丝绳最大静张力Fz104.4 kN，钢丝绳安全系数m6.786.5。检修绞车房一回高压10kV电源，一回低压380V电源，均引自主斜井井口84、房10/0.4kV变电所。主斜井检修信号选用TPXPLC型斜井提升信号系统。三、副立井提升设备（一）、设计依据：副立井井筒垂深595m，担负矿井矸石提升、人员升降、小型设备材料运送等辅助提升任务。提升量： 矸石：90kta； 材料、设备：25车班； 其它：5次班； 最大班下井人数：80人班；提升设备最重件按3000kg计算；矿方现已安装JKM-3.254（）摩擦轮提升机，i=11.5，配YR系列、1000kW、n=495r/min绕线型电动机，最大提升速度7.32 m/s。（二）、提升设备验算提升容器：一对1t矿车双层二车多绳罐笼，罐笼自重5000kg，双层装矸，单层乘人，允许乘人数10人；提85、升钢丝绳：首绳选用24 ZBB 621FC 1570 ZZ 299 215 两根， ZBB 621FC 1570 SS 299 215 两根，尾绳选用 9416 P847 1470 661 436 扁尾绳两根；钢丝绳安全系数校验：提人m12.68.8，提矸m9.37.8，提重件m9.87.8；3. 钢丝绳最大静张力及最大静张力差：钢丝绳最大静张力及最大静张力差发生在提矸时，其值为：FZ150.8 kN， FC34.5 kN矿方现已安装JKM-3.254（）摩擦轮提升机，其主要技术参数：Fze=450 kN，Fce=140kN，Dg=3.25m，i=11.5，Vmax=7.32m/s，提升钢丝绳86、作用在主导轮衬垫上的压强：P0.84 MPa2.0MPa。电动机计算功率N355.4 kW，经验算，现有提升设备可用。4. 钢丝绳滑动极限减速度根据现有提升系统，钢丝绳在滚筒上的围抱角按195计算，取摩擦衬垫的摩擦系数=0.20，则不同提升状态下的钢丝绳滑动极限减速度为：表3-1-1 钢丝绳滑动极限减速度提升方式载荷上提下放双罐笼矸石ags=3.79agx=1.77人员ars=2.97arx=2.50重件ads=3.67adx=1.90空罐aks=2.69akx=2.754、提升能力计算：最大班工人下井时间18.8min，最大班作业时间3.5h。第二节 通风设备本矿井年产量12.0Mt/a，属87、低瓦斯矿井，矿井通风方式采用机械抽出式。设计依据：回风立井需风量75 m3/s，通风容易时期负压1320.7 Pa，通风困难时期负压2187.0Pa。二、通风设备选型方案考虑通风设备漏风及局部阻力损失，通风机所需风量及负压为QF=82.5 m3/s，HF=1516.7 Pa、HFmax=2383 Pa。根据所需风机风量、负压，通风设备选择有三种方案； 方案一：选用GAF型停车动叶可调轴流式矿井通风机，其设备制造质量好，技术性能先进，保护完善安全可靠，产品配带消音器、箱式风门、轴承润滑站、喘振报警装置等，成套性强。但设备价格较高。方案二选择2K56型矿井轴流式通风机，风机静压效率高，价格适中。缺88、点是需布置S型弯道，风道较长，风机房较大，土建投资高。方案三：选用BDK型矿用对旋防爆轴流通风机，该型风机的最大优点是安装简单，无需建风机房，可露天布置，土建工程量少，施工周期短。经综合技术经济比较，设计推荐方案三。三、通风设备选型选用BDK618824，n=740r/min对旋防爆轴流式矿井通风机两台，一台工作，一台备用，通风机运行工况点参数如下：通风容易时期：Q=90 m3/s、H=1805.0 Pa、=80 %、=3。、P=253.8kW通风困难时期：Q=88 m3/s、H=2711.3 Pa、=83%、= 0。、P=359.3kW通风机配YB,8极10kV,2200 kW隔爆电动机。风89、机扩散塔装有消声装置，以降低噪声对环境的污染。通风机反转反风。四、通风机房供电通风机房两回10kV高压电源引自副井场地110kV变电所10kV不同母线段，风机房内设KYN28-型高压开关柜，作为风机房10kV受电及风机的起动控制设备，并设两台所用变压器，为风机房内蝶阀、刹车装置等低压380/220 V负荷提供电源。通风机房配备高性能的PLC通风机性能监测装置，实时监测风机风量、负压、瓦斯浓度、风机轴承温度、电机定子温度等参数，确保风机可靠运行。 第三节 排水设备本矿井在副立井井底设主排水泵房，矿井涌水经敷设于副立井井筒中的排水管路，排至工业地内的“井下水处理站”。一、副立井井底主排水设备（一）90、设计依据正常涌水量：QK=100m3/h，最大涌水量：Qkmax=200m3/h，副立井井筒垂深595 m。（二）、方案比选根椐矿井排水的要求，可选排水设备方案有两个；方案一选择MD280-6510离心式水泵三台，配6kV、900 kW隔爆型电动机，24512排水管两趟；方案二选择MD155-679离心水泵三台，配6kV、440 kW隔爆型电动机，1949排水管两趟；方案二电动机功率小、初期投资低；方案一排水能力大，水泵抗汽蚀性能好，年运营费用低，每年可比方案二节约电耗60k.kWh，经综合比较，设计推荐方案一。（三）、排水设备选型选择MD280-6510离心式水泵三台，配隔爆型鼠笼电动机Y91、B、4极、10kV、900kW。正常及最大涌水期间，均采用一泵一管工作方式，留有一台备用泵及一台检修泵。水泵运行工况点参数为：前期：Q=298 m3/h； H=627.8 m；=74 %；P=795.2 kW；后期：Q=278 m3/h； H=639.9 m；=73 %；P=766.6 kW；正常涌水时，日排水时间前期8.05 h，后期8.63 h，最大涌水时日排水时间前期16.1 h，后期17.3 h。沿副立井敷设两趟24512排水管,两趟排水管路一趟工作，一趟备用。水泵房三台水泵10kV电源由井下中央变电所直供，水泵的控制设备置于变电所内，水泵房仅设紧急停车按钮及与变电所联系的信号装置。二92、副立井井底水窝排水设备副立井井筒渗水量6m3/h，排水垂高35 m，选用KWQB20-50/4-5.5隔爆污水污物潜水电泵两台，一台工作, 一台备用，配套电动机660V、5.5 kW，敷设1084排水管一趟，将水直接排至副立井井底车场大巷水沟中。水泵660V电源引自井底中央变电所，选用水窝排水自动化控制设备，实现自动化排水。第四节 压缩空气设备本矿井仅在井下掘进工作面使用风动工具，井下风动工具设置数量及用风量见表341。 风动工具设置表 表3-4-1用风地点风动工具名称风动工具型号单台用气量 （m3/min）使用台数大巷掘进单体锚杆机MFC1325/34703.03.421混凝土喷射机转子-93、5821顺槽掘进单体锚杆机MFC1325/34703.03.41一、压风设备方案比较根据矿井风动设备用气地点及用气量，压风设备的选型设计有两种方案：一为集中布置方式；二为就地供气方式。方案一在地面集中设空压机站，选择SA型螺杆式空气压缩机三台，两台工作，一台备用，将压风管路敷设至井下各用风地点，为风动设备提供压缩空气。该方案的优点是设备易于集中管理，便于维护，供风风量易于分配，缺点是需长距离敷设压风管路，管路漏风不可避免，管路维护费用增加。 方案二采用就地供气方式，在井下各掘进工作面设移动式空压机，选择SM455型矿用移动螺杆式空压机四台，三台工作，一台备用，直接就地向用风设备提供压缩空气，并94、可随用风设备的移动而移动，其优点是使用灵活，节省管路，缺点是空压机置于井下，设备台数多，设置地点分散，给管理、维护带来不便，且移动式空压机在井下运行时所产生的热量及噪声对周围环境产生影响。综合比较设计推荐方案一。二、压风设备选型选择SA110-A螺杆式空气压缩机三台，两台工作，一台备用。空压机单台额定排气量20 m3/min，额定排气压力0.8MPa，配Y系列，380V，110 kW电动机。压风管路沿副立井井筒敷设至大巷和顺槽掘进工作面。空压机站380V电原引自副井场地10kV变电所380V母线段。第四章 地面设施第一节 地面生产系统 一、煤质（1）物理性质山西组的煤层颜色多为褐色黑色，一般呈95、玻璃光泽，条带状和均一状结构，2#煤裂隙较发育，局部具方解石细脉，含泥质结核。太原组的煤层多为黑色，以玻璃光泽为主，条带状结构，富含黄铁矿结核，内外生裂隙发育，充填物多为黄铁矿及方解石，各主要煤层的真密度（TRD）在1.371.55之间，视密度（ARD）在1.341.48之间。各煤层宏观煤岩特征无明显差别，太原组以半亮型煤为主，山西组以半亮型及暗型煤为主。显微结构：条带状、线理状结构。山西组煤层多为丝炭木质镜煤的暗亮煤，（详见义棠煤矿2#煤层煤相分析成果）太原组煤层多为丝炭木质的亮暗煤及丝炭木质的暗亮煤、镜煤式的暗亮煤，暗煤和粘土矿化的暗煤。（2）化学性质各煤层主要煤质特征见表 -1-1。（a96、）水分（Mad）各煤层原煤平均空气干燥基水分均小于1%，变化不大，浮煤略小于原煤。（b）灰分(Ad)主要可采煤层的原煤灰分在平面上的变化如下：2#煤：以低灰煤及中灰煤为主。低灰、特低灰煤在区内中部自西北向东南呈长条带状分布，占总数的48%。中灰煤主要分布在区内西南角及东北角占28%。灰分变化自区内的中间部位向西南两侧有逐渐增高的趋势。3#煤：以低中灰煤为主，在本区东南14-2、14-6孔附近为高灰、中高灰煤。5#煤：以中灰分煤为主，区内西北部为高灰分煤，其余为中灰分煤，本区东北部低中灰煤。9#煤：全区以低灰分煤为主，低中灰煤次之。10、11#煤：以低中灰煤为主，中灰分煤次之，主要沿井田南北向中97、轴分布。（c）全硫(St.d)2#、5#煤原煤平均全硫含量小于1%，属低硫分煤，3#、10+11#煤中高硫煤，9#煤为高硫煤。经-1.4比重液洗选后，2#、3#、5#煤浮煤的硫含量均小于1%，9#、10+11#煤层浮煤全硫含量为2.072.87%，仍为中高硫煤。脱硫率3#煤为68.8%，效果最好，9#煤为5.6%，10+11#煤为30%。其中2#及5#煤脱硫效果不好，个别点不降反升。（d）磷（Pd）2#、3#、9#煤原煤平均磷(Pd)含量小于0.010%属特低磷分煤：5#、10+11#煤层原煤平均磷（Pd）含量在0.0270.0297%之间，属低磷煤。（e）发热量各煤层平均干燥无灰基弹筒发热量98、在35MJ/kg左右，5#煤最低为34.71MJ/kg，9#煤最高为36.17MJ/kg。（f）粘结性本区各煤层的平均粘结指数均大于95，按烟煤粘结指数分级（MT/T596-1996）属特强粘结煤，Y值各煤层均大于20mm。Y值、GR-I总体看自上而下逐渐降低，粘结性逐渐减弱，但5#煤例外，Y值、GR-I均较高。（g）灰成分及灰熔融性各煤层的灰成份均以SiO2和Al2O3为主，两者之和占60%以上，5#煤达90%以上，Fe2O3次之，CaO、MgO、SO3、TiO2占极少量，且含量较稳定。2#、3#、5#、10+11#煤层煤灰平均软化温度（ST）在13621450之间，属较高软化温度灰；9#煤99、层煤灰平均软化温度（ST）为1320，属中等软化温度灰。各煤层元素分析结果(浮煤，干燥无灰基)见表6-1-2表612各煤层元素分析结果汇总表煤层Cdaf()Hdaf()Ndaf(Odaf()288.28(5)5.181.515.01388.65(5)5.201.564.57588.24(3)5.151.794.94988.48(6)4.671.215.64101188.62(7)4.731.375.2512-5号孔9#、10、11#煤合并简选样筛分试验结果见表6-1-3,从表中可看出：大块煤(+50mm)产率占9.713，中块煤(5025mm)产率占6.623，小块煤(2513mm)占10.1100、55，粒煤级(136mm)占13.245，粉煤(小于6mm)占60.284，粉煤产率占较大比例。各粒级灰分有随粒增高之趋势。各粒级全硫含量均大于2.0(中高硫高硫分煤)，最高达4.04。 12-5号孔9、10、11、煤合并简选样筛分试验结果表 表613粒度等级(mm)数量质量特征kg占全样MadAdVdaf%St，d502.209.7130.8137.164.0450251.506.6230.7435.8225.992.3025132.3010.1550.7326.8924.003.591363.0013.2450.7215.7323.013.36631.958.8090.8922.6022.101、783.12313.8516.1150.8818.0222.802.6310.52.6511.7000.6715.7323.012.700.505.4023.8400.6811.8023.392.67总计22.65100.0020.34损失0曙光煤矿2上、2下煤筛分试验结果见表6-1-4、615。曙光煤矿2原煤筛分试验结果表表614粒度级（mm）产物名称各级产率质量特征求（）重量（kg）占全样（）筛上累计（）MadAdVdafSt.d100煤夹矸煤矸石硫化铁小计10050煤12.12.1381.6220.5932.10.53夹矸煤矸石2.60.4592.3980.441.10硫化铁小计14.7102、2.5971.7631.180.6350合计14.72.5972.5971.7631.1833.040.635025煤40.67.1739.7701.7421.2933.161.082513煤58.110.26520.0351.3118.1933.481.60136煤64.811.44931.48481.5313.9934.050.6863煤121.621.48452.9681.4012.4733.170.6630.5煤212.637.56290.5301.6110.4134.110.680.50煤53.69.470100.001.9412.540.80500合计551.397.4031.49103、12.540.80毛煤总计566100.001.5013.0233.450.80原煤总计563.499.5411.5012.710.79从表6-1-4中可以看出：30.5mm级产率最高（37.562%），粉煤（6mm）占68.516%以上，表明煤易碎。从灰分测定看，各粒级灰分有随粒径增高之趋势。各粒级硫分差别较大，中块煤（5025mm）、小块煤（2513mm）硫含量（1.081.60%）大于是1，属低中中硫分煤；其余粒级硫含量均小于1，属低硫分煤。曙光煤矿2下原煤筛分试验结果表表615粒度级（mm）产物名称各级产率质量特征求（）重量（kg）占全样（）筛上累计（）MadAdVdafSt.d100104、煤15.23.0771.6717.2630.960.55夹矸煤矸石硫化铁小计15.23.0771.6717.260.5510050煤285.6681.8819.0831.580.73夹矸煤矸石3.20.6482.4569.661.81硫化铁0.60.1210.7256.0414.50小计31.86.4371.9224.871.1050合计47.09.5149.5141.8422.410.925025煤52.110.54720.0611.6727.9231.163.342513煤79.216.03236.0931.7528.4632.281.12136煤69.814.13050.2231.652105、7.8133.650.6563煤80.816.35666.5791.5725.9233.10.7830.5煤131.626.64093.2191.5222.4433.140.520.50煤33.56.781100.001.4617.3931.050.57500合计447.090.4861.5822.8332.671.03毛煤总计494100.001.6122.791.02原煤总计490.799.2311.6022.4532.560.86从表6-1-5中可以看出：00.5mm级产率最高（26.64%）,粉煤(6mm)随粒径减小，灰分有降低的趋势。各粒级硫分差别较大，中块煤(5025mm)硫含量最106、大(3.34)，屈高硫分煤；小块煤(2513mm)，硫含量(1.12)大于1，属低中硫煤：其余粒级硫含量均小于1，屈低硫分煤。交子里勘探9、10、11煤筛分试验结果见表6-1-6、表6-1-7，表6-1-8，从表中可看出：各煤层随着粒度级的减少，其产率含量有增高的趋势，灰分、硫分含量均有减注的趋势，25mm以上级别煤中混有不同比例的矸石和硫化铁，直接影响原煤质量，生产部门应注意选矸。交子里勘探区9#煤筛分试验结果表表616粒度级（mm）产物名称各级产率质量特征求（）重量（kg）占全样（）筛上累计（）MadAdSt.d100煤451.04.500.446.142.53夹矸煤23.80.240.6107、636.5411.96矸石12.50.130.8874.35硫化铁2.00.020.4651.65小计489.34.894.890.469.8310050煤619.26.180.7016.692.86夹矸煤10.40.100.4236.5517.13矸石37.60.380.9971.30硫化铁60.90.690.4656.55小计736.27.3512.240.6915.125025煤与夹矸煤691.26.900.589.254.21矸与硫化铁195.81.950.5057.53小计887.08.8521.090.5619.899.902513煤1288.812.8633.951.0215.2108、86.45136煤870.98.6942.640.4515.305.7763煤1241.712.3955.030.4712.564.1930.5煤3032.830.2785.300.359.293.110.50煤1473.014.70100.000.349.052.75250煤7907.278.910.4911.404.05总计10019.7100.000.5112.34（f）粘结性本区各煤层的平均粘结指数均大于95，按烟煤粘结指数分级（MT/T596-1996）属特强粘结煤，Y值各煤层均大于20mm。Y值、GR-I总体看自上而下逐渐降低，粘结性逐渐减弱，但5#煤例外，Y值、GR-I均较高。（109、g）灰成分及灰熔融性各煤层的灰成份均以SiO2和Al2O3为主，两者之和占60%以上，5#煤达90%以上，Fe2O3次之，CaO、MgO、SO3、TiO2占极少量，且含量较稳定。2#、3#、5#、10+11#煤层煤灰平均软化温度（ST）在13621450之间，属较高软化温度灰；9#煤层煤灰平均软化温度（ST）为1320，属中等软化温度灰。各煤层元素分析结果(浮煤，干燥无灰基)见表6-1-2表612各煤层元素分析结果汇总表煤层Cdaf()Hdaf()Ndaf(Odaf()288.28(5)5.181.515.01388.65(5)5.201.564.57588.24(3)5.151.794.94110、988.48(6)4.671.215.64101188.62(7)4.731.375.2512-5号孔9#、10、11#煤合并简选样筛分试验结果见表6-1-3,从表中可看出：大块煤(+50mm)产率占9.713，中块煤(5025mm)产率占6.623，小块煤(2513mm)占10.155，粒煤级(136mm)占13.245，粉煤(小于6mm)占60.284，粉煤产率占较大比例。各粒级灰分有随粒增高之趋势。各粒级全硫含量均大于2.0(中高硫高硫分煤)，最高达4.04。 12-5号孔9、10、11、煤合并简选样筛分试验结果表 表613粒度等级(mm)数量质量特征kg占全样MadAdVdaf%St，111、d502.209.7130.8137.164.0450251.506.6230.7435.8225.992.3025132.3010.1550.7326.8924.003.591363.0013.2450.7215.7323.013.36631.958.8090.8922.6022.783.12313.8516.1150.8818.0222.802.6310.52.6511.7000.6715.7323.012.700.505.4023.8400.6811.8023.392.67总计22.65100.0020.34损失0曙光煤矿2上、2下煤筛分试验结果见表6-1-4、615。曙光煤矿2原煤筛分112、试验结果表表614粒度级（mm）产物名称各级产率质量特征求（）重量（kg）占全样（）筛上累计（）MadAdVdafSt.d100煤夹矸煤矸石硫化铁小计10050煤12.12.1381.6220.5932.10.53夹矸煤矸石2.60.4592.3980.441.10硫化铁小计14.72.5971.7631.180.6350合计14.72.5972.5971.7631.1833.040.635025煤40.67.1739.7701.7421.2933.161.082513煤58.110.26520.0351.3118.1933.481.60136煤64.811.44931.48481.5313.113、9934.050.6863煤121.621.48452.9681.4012.4733.170.6630.5煤212.637.56290.5301.6110.4134.110.680.50煤53.69.470100.001.9412.540.80500合计551.397.4031.4912.540.80毛煤总计566100.001.5013.0233.450.80原煤总计563.499.5411.5012.710.79从表6-1-4中可以看出：30.5mm级产率最高（37.562%），粉煤（6mm）占68.516%以上，表明煤易碎。从灰分测定看，各粒级灰分有随粒径增高之趋势。各粒级硫分差别较大，114、中块煤（5025mm）、小块煤（2513mm）硫含量（1.081.60%）大于是1，属低中中硫分煤；其余粒级硫含量均小于1，属低硫分煤。曙光煤矿2下原煤筛分试验结果表表615粒度级（mm）产物名称各级产率质量特征求（）重量（kg）占全样（）筛上累计（）MadAdVdafSt.d100煤15.23.0771.6717.2630.960.55夹矸煤矸石硫化铁小计15.23.0771.6717.260.5510050煤285.6681.8819.0831.580.73夹矸煤矸石3.20.6482.4569.661.81硫化铁0.60.1210.7256.0414.50小计31.86.4371.922115、4.871.1050合计47.09.5149.5141.8422.410.925025煤52.110.54720.0611.6727.9231.163.342513煤79.216.03236.0931.7528.4632.281.12136煤69.814.13050.2231.6527.8133.650.6563煤80.816.35666.5791.5725.9233.10.7830.5煤131.626.64093.2191.5222.4433.140.520.50煤33.56.781100.001.4617.3931.050.57500合计447.090.4861.5822.8332.671116、.03毛煤总计494100.001.6122.791.02原煤总计490.799.2311.6022.4532.560.86从表6-1-5中可以看出：00.5mm级产率最高（26.64%）,粉煤(6mm)随粒径减小，灰分有降低的趋势。各粒级硫分差别较大，中块煤(5025mm)硫含量最大(3.34)，屈高硫分煤；小块煤(2513mm)，硫含量(1.12)大于1，属低中硫煤：其余粒级硫含量均小于1，屈低硫分煤。交子里勘探9、10、11煤筛分试验结果见表6-1-6、表6-1-7，表6-1-8，从表中可看出：各煤层随着粒度级的减少，其产率含量有增高的趋势，灰分、硫分含量均有减注的趋势，25mm以上级别117、煤中混有不同比例的矸石和硫化铁，直接影响原煤质量，生产部门应注意选矸。交子里勘探区9#煤筛分试验结果表表616粒度级（mm）产物名称各级产率质量特征求（）重量（kg）占全样（）筛上累计（）MadAdSt.d100煤451.04.500.446.142.53夹矸煤23.80.240.6636.5411.96矸石12.50.130.8874.35硫化铁2.00.020.4651.65小计489.34.894.890.469.8310050煤619.26.180.7016.692.86夹矸煤10.40.100.4236.5517.13矸石37.60.380.9971.30硫化铁60.90.690.4118、656.55小计736.27.3512.240.6915.125025煤与夹矸煤691.26.900.589.254.21矸与硫化铁195.81.950.5057.53小计887.08.8521.090.5619.899.902513煤1288.812.8633.951.0215.286.45136煤870.98.6942.640.4515.305.7763煤1241.712.3955.030.4712.564.1930.5煤3032.830.2785.300.359.293.110.50煤1473.014.70100.000.349.052.75250煤7907.278.910.4911.4119、04.05总计10019.7100.000.5112.34交子里勘探区10#煤筛分试验结果表表618粒度级（mm）产物名称各级产率质量特征求（）重量（kg）占全样（）筛上累计（）MadAdSt.d100煤233.92.310.839.631.86夹矸煤24.20.240.8156.541.39矸石230.22.280.8081.27硫化铁26.30.260.7551.69小计514.65.095.090.8146.0810050煤375.23.710.8011.591.79夹矸煤40.00.400.9157.561.84矸石378.93.750.6677.87硫化铁31.00.310.2060120、.22小计825.18.1713.260.7246.115025煤与夹矸煤683.06.760.5221.432.45矸与硫化铁375.43.710.6372.86小计1057.510.4723.730.5239.564.242513煤1505.114.9038.630.5838.572.31136煤988.19.7848.410.3633.572.0163煤1472.614.5862.990.2133.395.9730.5煤2528.225.0288.010.9121.751.680.50煤1211.911.99100.001.0016.331.68250煤7705.976.270.6627121、.922.65总计10103.1100.000.6631.56 本区煤层2#煤为低中灰，低硫，特低磷，特强粘结性，高发热量，较高软化温度灰，易选的肥煤大类。 3#煤为中灰，中高硫，特低磷，特强粘结性，高发热量，较高软化温度灰，极易选的肥煤大类。 5#煤为中灰，低硫，低磷，特强粘结性，高发热量，较高软化温度灰，的肥煤大类。 9#煤为低灰，高硫，特低磷，特强粘结性，高发热量，中等软化温度灰，极易选的焦煤大类。 1011#煤为低中灰，中高硫，低磷，特强粘结性，高发热量，较高软化温度灰，极易选的焦煤大类。 本井田2#、2下#煤常含火矸。2#、2下#煤夹矸岩性多为泥岩、炭质泥岩，有时为砂质泥岩；10+1122、1#煤夹矸岩性多为泥岩或炭质泥岩；3、9号煤偶含火矸。经采样测试夹矸灰分多变化在4580，一般为60左右。 根据以上各主要可采煤层的煤质特征夹矸岩性、质量和矿井的生产资料，结合目前煤炭技术加工利用途径，该井田煤层有以下工业用途： l、作为炼焦用煤 本区。2#、3#煤灰份较低，含硫也不高，经洗选后可用作炼焦用煤， 9、101l#煤经洗选后若能将全硫含量降至2.5以下，并掌握好合理的配煤比，可作为配煤炼焦用煤。 2、做动力用煤 (1)发电煤粉锅炉用煤：根据用煤质量标准，本区煤层均满足其要求。 (2)蒸汽机车用煤：本区各煤层，Vdaf均大于20，灰分均小于24，ST1200，可满足要求，硫分大于1的123、煤层在使用上可经供需双方同意采取合理的配煤措施，充分利用。 (3)综合利用 随着煤炭工业的发展，煤的工业利用价值越来越高，煤炭及其夹矸的综合利用范围越来越广，根据本井田各煤层的煤质特征、夹矸及顶底板岩性特征等，可考虑进行多种综合开发利用。如用洗选中煤建中煤电厂，矸石电厂，矸石作灰碴砖、建筑材料、烧制水泥等。二、地面生产系统1、主井生产系统矿井同期建设相同规模的选煤厂，煤炭的生产工艺、产品结构见选煤厂设计说明书。三、辅助设施1、机修车间矿井机修车间担负矿井机电设备的日常维修和维护及材料性设备的加工任务。机电设备的大、中修理任务由山西xx矿业（集团）有限责任公司机修厂完成。机修车间配备主要设备有：124、金属切削机床6台，远红外干燥室1座，电焊机5台，5t电动单梁桥式起重机1台。车间面积：15m60m（计900m2）2、坑木加工房坑木加工房担负矿井坑木及型材的加工任务，配备木工圆锯机1台，万能刃磨机1台。厂房面积：6m12m（计72m2）3、综采设备库：15m60m（计900m2），库内配备2015t，吊钩桥式起重机1台。2、副井生产系统副立井井筒直径4.5m，装备一对1t矿车双层双车四绳罐笼，担负矿井的设备、材料、矸石及人员的升降任务。井口、井底设销齿推车、摇台、阻车器、安全门、扳道器、配车道岔、防过卷装置、防过放装置、防撞梁、托罐梁、稳罐装置、望板、淋雨棚等设施，保证矿井的正常生产和安全生125、产。3、矸石系统矿井矸石量约 kt/a，由副立井提升至地面后，经窄轨铁路运至工业场地附近的山沟内排弃，矸石堆场地占地0.8ha，服务年限约5年。第三节 工业场地总平面布置第四节 供电及通信电力负荷估算矿井用电设备总台数：182台；矿井用电设备工作台数：170台；用电设备总容量（含选煤厂，下同）：17159 kW；用电设备工作容量：13803 kW；全矿井计算有功功率：7932.4kW；全矿井计算无功功率：6272.6kvar； 无功功率补偿：2700kvar；补偿后功率因数：0.91;补偿后全矿视在容量：8701.3 kVA；矿井年耗电量（不含选煤厂）：2369.7x104kWh；矿井吨煤电耗126、（不含选煤厂）：15.8kWh。供电方案比选在本矿北偏西方向约13km处有一座后庄110kV变电站，内设31.5MVA变压器两台；东偏北方向约22km处有一座北村110kV变电站，内设16MVA变压器两台。上述两变电站电源均可靠，可满足xx矿井供电的需要。结合本矿负荷及上述电源情况，根据煤矿安全规程第441条规定，确定本矿为双回电源引入。就此，设计考虑了两个方案进行比较：方案一：结合矿井后期的发展及集团公司关于矿区的长远规划（考虑附近其它矿井的电源），拟在本矿副井场地附近设一座110/35/10kV变电站，其主电源架空引自后庄110kV变电站110kV侧，线路导线为LGJ-185/30，线路长127、约15km，铁塔架设；第二电源架空引自北村110kV变电站110kV侧，线路导线为LGJ-185/30，线路长约25km，铁塔架设。方案二：考虑本矿目前的实际负荷，在副井场地设一座35kV变电站，其主电源架空引自后庄110kV变电站35kV侧，线路导线为LGJ-240/40，线路长约15km，铁塔架设；第二电源架空引自北村110kV变电站35kV侧，线路导线为LGJ-240/40，线路长约25km，铁塔架设。从技术上看，方案一、二供电均可靠，但方案一的供电质量更优，且利于矿井后期发展；从经济上看，方案一中110kV电源线路比方案二需多投资约800万元，110kV变电站电气设备需多投资约300万128、元，但若考虑方案一可供附近集团公司其它矿井用电，从而可为其电源线路可节省约900万元的情况来看，则方案一的投资并不算高。综合各方面因素，设计认为方案一较好，更利于长远发展，故推荐方案一。推荐方案技术特征在本矿副井场地附近设110/35/10kV变电站一座，其主电源架空引自后庄110kV变电站110kV侧，线路全长约15km；第二电源架空引自北村110kV变电站110kV侧，线路全长约25km。两回输电线路导线均选用LGJ-185/30钢芯铝绞线，全线架设避雷线，避雷线选用GJ-50钢绞线，采用上字型铁塔架设。当一回线路故障时，另一回线路可保证全矿井全部负荷用电。地理位置接线见图4-4-1。地面129、供配电110kV变电站拟建在副井工业场地西偏南约600m处。站内110 kV及10kV母线采用单母线分段接线型式，由于35kV侧出线较多，35kV母线采用双母线接线型式；考虑到附近曙光等矿井将来由本站提供电源及本矿的二期发展，本设计主变选用两台SSZ9-31500/110 1108x1.25%/352x2.5%/10.5kV 31500kVA有载调压电力变压器，一用一备，负荷率约为89.2%，一台主变检修或故障停运后，另一台主变能保证全矿井及其它所带用电负荷正常运行，两台主变均室外布置。站内110kV断路器选用LW30-126G/3150-40型六氟化硫断路器，隔离开关选用GW5-110IID130、/630型； 35kV 配电装置选用GGN-40.5(S)型双母线固定式高压开关柜，内设真空断路器，弹簧操作机构；10kV配电装置选用KYN28A-12(Z)金属铠装抽出式开关设备，内设真空断路器，弹簧操作机构。无功功率补偿选用GR-1型高压静电电容器柜（10kV）。 本站选用微机保护和微机监控设备，完成对变电所主设备的控制、保护、测量、信号等功能。110kV、35kV及10kV配电装置均采用直流操作，操作电源选用免维护铅酸蓄电池直流屏。本站设110 kV室外间隔 、35kV配电室、10kV配电室、10kV电容器室、消弧线圈室、控制室及办公休息用房。本站不设10/0.4kV低压变压器。本站四回131、35kV馈线暂备用。各以双回10kV向主斜井井口房、选煤厂通风机房、副立井提升机房、副井场地10kV变电所、井下中央变电所等处供电，以一回10kV向水源井柱上变电亭供电。除上述110kV变电站外，为便于供低压负荷用电，本设计还在下述地点设置了10kV变电所：1在副井场地负荷中心设10/0.4kV变电所一座，内设S9-1250/10 10/0.4kV 1250kVA变压器两台，一用一备，负荷率为80.6%，两台变压器均室内布置；10kV配电装置选用KYN28A-12(Z)金属铠装抽出式开关设备，内设真空断路器，弹簧操作机构。低压配电装置选用GZL-1型箱型低压开关柜。本所以一回10kV向生活区预132、装式变电站供电；各以双回380V向副立井提升机房、压风机房、副立井空气加热室、锅炉房、矿灯房、二级泵站及井下水处理站等处供电；各以一回380V向办公楼、机修间、坑木加工房、生活污水处理站等处供电。2在副井场地生活区设YB-10户外预装式变电站一座，内设SC9-400/10 10/0.4kV 400kVA变压器一台，供办公楼、单身宿舍及食堂等处用电。3在水源地设柱上变电亭一座，配设S9-400/10 10/0.69kV 400kVA变压器一台，以660V电压供四台水源井潜水泵用电。4在主井场地主斜井井口房附设10/0.4kV变电所一座。以10kV电压向主井胶带机及检修绞车供电，以380V电压向主133、斜井井口房低压负荷、主斜井空气加热室、综采设备库等处供电。本矿地面用电电压等级为：10kV、660V、380/220V。矿井一期投产时，估算10kV系统的最大可能对地电容电流约为17.6A，随着矿井后期的发展，该电流将快速增大。为此，在110kV变电站10kV侧设自动调整消弧线圈补偿装置，以限制电容电流。井下供配电1井下负荷用电设备总台数：75台；用电设备工作台数：72台；用电设备总容量：6578kW；用电设备工作容量：4773kW；最大负荷有功功率：3195.6kW；最大负荷无功功率：3049.1kvar。2井筒电缆选择从副井工业场地110kV变电站10kV 不同母线各引一回电源向井下中央变134、电所供电，下井电缆经副立井井筒敷设至井下。根据负荷计算确定：下井电缆地面段选用MYJV22-8.7/10 3x185型煤矿用钢带铠装电力电缆（350m），井筒及井下选用MYJV42-8.7/10 3x185型煤矿用钢丝带铠装交联电力电缆（780m）。当任一回电源电缆停止运行时，另一回仍可满足井下全部负荷用电。3供配电井下设中央变电所、胶带机头变电所、采区变电所各一座。1）中央变电所：两回10kV电源引自地面110kV变电站，10kV母线为单母线分段接线型式。所内设KBSG-100/10 10/0.69kV矿用隔爆型干式变压器两台，10kV配电装置选用BGP50-10矿用隔爆型高压真空配电装置，135、660V侧选用BKD5矿用隔爆型真空馈电开关。本所以10kV电压向胶带机头变电所（2回）、采区变电所（2回）、主排水泵房主排水泵等供电；以660V电压向副立井井底操车设备、水窝水泵等低压负荷供电。2）胶带机头变电所：两回10kV电源均引自中央变电所，10kV母线为单母线分段接线型式。所内设两台KBSG-400/10 10/0.69kV矿用隔爆型干式变压器，10kV配电装置选用BGP50-10矿用隔爆型高压真空配电装置，660V侧选用BKD5矿用隔爆型真空馈电开关。本所以660V电压向大巷胶带机及其低压、北辅助运输大巷主斜井井底等处负荷供电。3）采区变电所：两回10kV电源均引自中央变电所，10136、kV母线为单母线分段接线型式。所内设一台KBSG-315/10 10/0.69kV矿用隔爆型干式变压器，10kV配电装置选用BGP50-10矿用隔爆型高压真空配电装置，660V侧选用BKD5矿用隔爆型真空馈电开关。本所以10kV电压向综采工作面、胶带顺槽、顺槽掘进面、大巷掘进面等处移动变电站供电；以660V电压向顺槽及大巷掘进局扇供电。井下动力用电设备电压为10kV、1140V（工作面）、660V、127V(电钻)，照明电压为127V。井下各掘进工作面配电点均设置了风电瓦斯闭锁开关，以实现风电、瓦斯电闭锁功能。井下主排水泵房水仓中设主接地极，其它各配电点及高压动力电缆的金属连接装置处均设局部接137、地极。所有局部接地极和电气设备的保护接地装置均可靠联接，并同主接地极相连，形成井下总接地网。接地网上任一点所测得的接地电阻均不应超过2。由地面直接入井的胶带机架、轨道、金属罐道及露天架空引入（出）的管路，必须在井口附近将金属体进行不少于两处的良好的集中接地。第四节 供 电一 电力负荷估算矿井用电设备总台数：182台；矿井用电设备工作台数：170台；用电设备总容量（含选煤厂，下同）：17159 kW；用电设备工作容量：13803 kW；全矿井计算有功功率：7932.4kW；全矿井计算无功功率：6272.6kvar； 无功功率补偿：2700kvar；补偿后功率因数：0.91;补偿后全矿视在容量：8138、701.3 kVA；矿井年耗电量（不含选煤厂）：2369.7x104kWh；矿井吨煤电耗（不含选煤厂）：15.8kWh。二 供电方案比选在本矿北偏西方向约13km处有一座后庄110kV变电站，内设31.5MVA变压器两台；东偏北方向约22km处有一座北村110kV变电站，内设16MVA变压器两台。上述两变电站电源均可靠，可满足xx矿井供电的需要。结合本矿负荷及上述电源情况，根据煤矿安全规程第441条规定，确定本矿为双回电源引入。就此，设计考虑了两个方案进行比较：方案一：结合矿井后期的发展及集团公司关于矿区的长远规划（考虑附近其它矿井的电源），拟在本矿副井场地附近设一座110/35/10kV变电139、站，其主电源架空引自后庄110kV变电站110kV侧，线路导线为LGJ-185/30，线路长约15km，铁塔架设；第二电源架空引自北村110kV变电站110kV侧，线路导线为LGJ-185/30，线路长约25km，铁塔架设。方案二：考虑本矿目前的实际负荷，在副井场地设一座35kV变电站，其主电源架空引自后庄110kV变电站35kV侧，线路导线为LGJ-240/40，线路长约15km，铁塔架设；第二电源架空引自北村110kV变电站35kV侧，线路导线为LGJ-240/40，线路长约25km，铁塔架设。从技术上看，方案一、二供电均可靠，但方案一的供电质量更优，且利于矿井后期发展；从经济上看，方案一140、中110kV电源线路比方案二需多投资约800万元，110kV变电站电气设备需多投资约300万元，但若考虑方案一可供附近集团公司其它矿井用电，从而可为其电源线路可节省约900万元的情况来看，则方案一的投资并不算高。综合各方面因素，设计认为方案一较好，更利于长远发展，故推荐方案一。三 推荐方案技术特征在本矿副井场地附近设110/35/10kV变电站一座，其主电源架空引自后庄110kV变电站110kV侧，线路全长约15km；第二电源架空引自北村110kV变电站110kV侧，线路全长约25km。两回输电线路导线均选用LGJ-185/30钢芯铝绞线，全线架设避雷线，避雷线选用GJ-50钢绞线，采用上字型141、铁塔架设。当一回线路故障时，另一回线路可保证全矿井全部负荷用电。地理位置接线见图4-4-1。四 地面供配电110kV变电站拟建在副井工业场地西偏南约600m处。站内110 kV及10kV母线采用单母线分段接线型式，由于35kV侧出线较多，35kV母线采用双母线接线型式；考虑到附近曙光等矿井将来由本站提供电源及本矿的二期发展，本设计主变选用两台SSZ9-31500/110 1108x1.25%/352x2.5%/10.5kV 31500kVA有载调压电力变压器，一用一备，负荷率约为89.2%，一台主变检修或故障停运后，另一台主变能保证全矿井及其它所带用电负荷正常运行，两台主变均室外布置。站内11142、0kV断路器选用LW30-126G/3150-40型六氟化硫断路器，隔离开关选用GW5-110IID/630型； 35kV 配电装置选用GGN-40.5(S)型双母线固定式高压开关柜，内设真空断路器，弹簧操作机构；10kV配电装置选用KYN28A-12(Z)金属铠装抽出式开关设备，内设真空断路器，弹簧操作机构。无功功率补偿选用GR-1型高压静电电容器柜（10kV）。 本站选用微机保护和微机监控设备，完成对变电所主设备的控制、保护、测量、信号等功能。110kV、35kV及10kV配电装置均采用直流操作，操作电源选用免维护铅酸蓄电池直流屏。本站设110 kV室外间隔 、35kV配电室、10kV配电143、室、10kV电容器室、消弧线圈室、控制室及办公休息用房。本站不设10/0.4kV低压变压器。本站四回35kV馈线暂备用。各以双回10kV向主斜井井口房、选煤厂通风机房、副立井提升机房、副井场地10kV变电所、井下中央变电所等处供电，以一回10kV向水源井柱上变电亭供电。除上述110kV变电站外，为便于供低压负荷用电，本设计还在下述地点设置了10kV变电所：1在副井场地负荷中心设10/0.4kV变电所一座，内设S9-1250/10 10/0.4kV 1250kVA变压器两台，一用一备，负荷率为80.6%，两台变压器均室内布置；10kV配电装置选用KYN28A-12(Z)金属铠装抽出式开关设备，内144、设真空断路器，弹簧操作机构。低压配电装置选用GZL-1型箱型低压开关柜。本所以一回10kV向生活区预装式变电站供电；各以双回380V向副立井提升机房、压风机房、副立井空气加热室、锅炉房、矿灯房、二级泵站及井下水处理站等处供电；各以一回380V向办公楼、机修间、坑木加工房、生活污水处理站等处供电。2在副井场地生活区设YB-10户外预装式变电站一座，内设SC9-400/10 10/0.4kV 400kVA变压器一台，供办公楼、单身宿舍及食堂等处用电。3在水源地设柱上变电亭一座，配设S9-400/10 10/0.69kV 400kVA变压器一台，以660V电压供四台水源井潜水泵用电。4在主井场地主斜145、井井口房附设10/0.4kV变电所一座。以10kV电压向主井胶带机及检修绞车供电，以380V电压向主斜井井口房低压负荷、主斜井空气加热室、综采设备库等处供电。本矿地面用电电压等级为：10kV、660V、380/220V。矿井一期投产时，估算10kV系统的最大可能对地电容电流约为17.6A，随着矿井后期的发展，该电流将快速增大。为此，在110kV变电站10kV侧设自动调整消弧线圈补偿装置，以限制电容电流。五 井下供配电1井下负荷用电设备总台数：75台；用电设备工作台数：72台；用电设备总容量：6578kW；用电设备工作容量：4773kW；最大负荷有功功率：3195.6kW；最大负荷无功功率：30146、49.1kvar。2井筒电缆选择从副井工业场地110kV变电站10kV 不同母线各引一回电源向井下中央变电所供电，下井电缆经副立井井筒敷设至井下。根据负荷计算确定：下井电缆地面段选用MYJV22-8.7/10 3x185型煤矿用钢带铠装电力电缆（350m），井筒及井下选用MYJV42-8.7/10 3x185型煤矿用钢丝带铠装交联电力电缆（780m）。当任一回电源电缆停止运行时，另一回仍可满足井下全部负荷用电。3供配电井下设中央变电所、胶带机头变电所、采区变电所各一座。1）中央变电所：两回10kV电源引自地面110kV变电站，10kV母线为单母线分段接线型式。所内设KBSG-100/10 10147、/0.69kV矿用隔爆型干式变压器两台，10kV配电装置选用BGP50-10矿用隔爆型高压真空配电装置，660V侧选用BKD5矿用隔爆型真空馈电开关。本所以10kV电压向胶带机头变电所（2回）、采区变电所（2回）、主排水泵房主排水泵等供电；以660V电压向副立井井底操车设备、水窝水泵等低压负荷供电。2）胶带机头变电所：两回10kV电源均引自中央变电所，10kV母线为单母线分段接线型式。所内设两台KBSG-400/10 10/0.69kV矿用隔爆型干式变压器，10kV配电装置选用BGP50-10矿用隔爆型高压真空配电装置，660V侧选用BKD5矿用隔爆型真空馈电开关。本所以660V电压向大巷胶带148、机及其低压、北辅助运输大巷主斜井井底等处负荷供电。3）采区变电所：两回10kV电源均引自中央变电所，10kV母线为单母线分段接线型式。所内设一台KBSG-315/10 10/0.69kV矿用隔爆型干式变压器，10kV配电装置选用BGP50-10矿用隔爆型高压真空配电装置，660V侧选用BKD5矿用隔爆型真空馈电开关。本所以10kV电压向综采工作面、胶带顺槽、顺槽掘进面、大巷掘进面等处移动变电站供电；以660V电压向顺槽及大巷掘进局扇供电。井下动力用电设备电压为10kV、1140V（工作面）、660V、127V(电钻)，照明电压为127V。井下各掘进工作面配电点均设置了风电瓦斯闭锁开关，以实现风149、电、瓦斯电闭锁功能。井下主排水泵房水仓中设主接地极，其它各配电点及高压动力电缆的金属连接装置处均设局部接地极。所有局部接地极和电气设备的保护接地装置均可靠联接，并同主接地极相连，形成井下总接地网。接地网上任一点所测得的接地电阻均不应超过2。由地面直接入井的胶带机架、轨道、金属罐道及露天架空引入（出）的管路，必须在井口附近将金属体进行不少于两处的良好的集中接地。第 节 信 息 系 统为便于生产管理满足现代化矿井对信息的需求，本设计选用一套集通信、安全生产监控、计算机管理于一体的矿井信息网络系统。构成语音、数据、图像等多业务宽带传输网络。系统组成如下：通信传输网络本设计在xx煤矿新建一套SDH15150、5M b/s端站，对外光传输通道接入孝义市通信分公司SDH中心站，建成从xx煤矿孝义市通信分公司xx矿业集团的传输通道。xx煤矿孝义市通信分公司的光缆线路选用芯单膜光缆，线路全长24km，杆路按已有考虑。行政、调度通信通信交换设备1xx煤矿选用一套512门ACE-2000型全数字智能调度机，作为矿井、选煤厂行政、调度用户交换设备，负责地面及井下通信。设交换设备与孝义市通信分公司中继30路，实现矿区内部以及矿区对市话的通信。通信设备置于xx工业场地办公楼内。（二）地面移动通信利用当地移动通信网，为地面生产管理、消防、救护、运销、基建等专用调度人员配备手机,实现与上级主管部门间移动通信。（三）井下151、通信系统1 生产调度通信：下井电缆MHYA32-30x2由副立井引下至副井井底调度室交接箱，然后经分线盒分线后，引至各调度用户。2 局部通信系统：在主变电所与上一级变电站之间，主、副立井井底与井口，井底煤仓上、下，胶带机沿线等联系密切的地方分别设置局部通信，信号系统。3井下移动通信井下选用一套KDLT-VI型三信道井下漏泄通信系统，服务于井下流动作业人员、检修及管理人员。也可作为井下应急通信。 安全生产监控系统xx煤矿设计生产能力1.2Mt/a、属高瓦斯矿井，设计选用一套KJ70安全生产监控系统，对井下生产环境以及各主要生产设备运行状态进行实时数据监测，地面中心站置于xx工业场地办公楼内。 (152、一)监测范围对采、掘工作面瓦斯进行连续监测，当瓦斯超限时，报警并切断相应范围内设备电源;对总回风大巷、采区回风大巷的风速、瓦斯进行连续监测;对主要风门开关、主水仓水位、煤仓煤位进行连续监测；对通风机、局扇开停及馈电状态进行连续监测 ，一旦发现有瓦斯超限立刻声光报警，并切断相关设备电源，防止事故发生。计算机管理系统计算机管理信息系统在领导决策层，生产经营管理层和数据接口层三个层面上为矿井提供信息服务。系统功能为：实现计划、生产、财务、供应、设备、安全、劳资和人事等项业务的现代化管理，用计算机完成制定计划，统计数据和提供报表等功能。 五、综合布线系统在办公楼、任务交待楼内设置综合布线系统，缆线采用153、超五类双绞线。第四节 供水及排水 第五节 采暖、通风及供热 第六节 工业建筑及行政、公共建筑 二、工业建(构)筑物总面积、总体积、行政公共建筑面积、总体积工业建(构)筑物总面积：17968m2；工业建(构)筑物总体积：148986.9m2；行政、公共建筑总面积：12114.0m2；行政、公共建筑总体积：42089.6m2。三、附工业建(构)筑物及行政、公共建筑一览表第七节 环境保护一、环保设计依据及采用标准(一) 设计依据1.中华人民共和国环境保护法(1989年12月26日)；2.建设项目环境保护管理条例(1998年11月18日)；3.山西省人民政府贯彻国务院关于环境保护若干问题的决定的实施办154、法(晋政发(1997)1号)；4.山西省环境保护条例(1998年7月30日)；5.煤炭工业环境保护设计规范。(二) 采用标准1.地表水环境质量标准GB3838-200中类标准；2.地下水质量标准(GB/T14848-93)中类标准；3.污水综合排放标准(GB8978-1996)中表4二级标准；4.环境空气质量标准(GB3095-1996)中二级标准；5.大气污染物综合排放标准(GB16297-1996)二级标准；6.锅炉大气污染物排放标准(GB13271-2001)中二类区标准；7.城市区域环境噪声标准(GB3096-93)，其中工业场地按2类标准。8.工业企业厂界噪声标准(GB12348-9155、0)中类标准。二、主要污染及防治措施矿井的建设将对周围环境造成一定影响，主要污染源和污染物有井下排水、生活污水、矸石、噪声、煤尘、烟尘等。为防止以上污染物和污染源可能对环境造成污染，将采取以下措施进行防治。(一) 井下排水处理井下排水主要污染物为SS、少量COD、BOD、油类等，正常涌水量为150m3/h，全部进入井下水处理站处理，井下水处理站规模为3600m3/d。井下排水经混凝、沉淀、过滤、消毒等工艺处理后，主要水质指标SS30mg/L，COD20mg/L，大肠菌群数不超过3个/L，能够满足井下消防洒水及选煤厂生产用水水质要求，用于井下消防洒水和选煤厂生产用水，多余部分用于地面储煤场防尘洒156、水、场地绿化用水等。(二) 生活污水处理工业场地生活污水排放量为1865m2/d，其中主要污染物是悬浮物、BOD、洗涤剂、油类、细菌等。生活污水全部进入生活污水处理厂进行处理，处理厂规模为2160m3/d。生活污水经埋地式污水处理设备接触氧化、沉淀、生物降解和消毒处理后的水质为SS30mg/L,BOD530mg/L，COD60mg/L，达到国家规定的污水排放标准，用于农溉或就近排放。矿井最大污水排放量为2965m3/d，经白马河汇入汾河。(三) 固体废物处置固体废物主要有矸石、锅炉炉渣及生活垃圾。排出的矸石由汽车集中运到风井场地东南150m处的矸石场，层层堆放压实并喷洒石灰乳，每层厚度以0.7157、m为宜。对已达到堆放量的地段要及时分片覆土封闭，并进行绿化。覆土厚度以0.51.0为宜。炉渣等废弃物掺与矸石中，与矸石一同处理。矿井排矸量为60kt/a，矸石场服务年限为6a。本矿不设居住区，生活垃圾很少，少量的生活垃圾运往指定的垃圾堆放场地，进行卫生填埋处置。(四) 噪声控制噪声污染主要来源于矿井提升设备，维修间设备，风机及其它机械产生的噪声，不同程度地影响到人们的生活、工作和休息。对此采取如下措施进行控制：1.在总平面布置时，按功能分区，将产生高噪声设施与办公楼等环境要求较高的建筑物保持一定距离，并利用库、棚等建筑物隔挡噪声传播。2.对一些产生较大噪声设备，如通风机、压风机等，在设计时采取158、如下防治措施：压风机在排风管上装设有消声器，并设密闭值班室，通风机随主机配套有出口消声器，在扩散器内装吸声材料，并设密闭值班室。3.对各种水泵等采用减振基础，进出水管上采用柔性接头代替刚性接头。4.设备选型时，尽量选用低噪声设备。5.对风井场地通风机房设单独的值班室，风机设有减振装置，扩散器内装吸声材料。(五) 大气污染防治1.煤尘防治在储煤场周围设防尘洒水装置，定时洒水灭尘，并在周围植树，以减少煤尘污染。对于运输过程中产生煤尘飞扬的地方，设置洒水器，定时洒水灭尘，以减少煤尘污染。2.锅炉房大气污染防治工业场地锅炉房内设SZL10-1.25-P蒸汽锅炉两台，每台使用GXL-DL10型除尘一台，159、除尘效率95%以上。烟囱高度45m。烟气经除尘器除尘后，烟尘排放浓度为158.12mg/Nm3，SO2浓度为678.16mg/Nm3，均满足排放要求。3.热风炉房大气污染防治进风立井热风炉房设四台ZRL2.8/10-燃煤热风炉，每台配XDGG-L4除尘器四台，除尘效率94%以上。烟气经除尘器除尘后，烟尘排放浓度为127.35mg/Nm2，SO2浓度716.14mg/Nm2，均满足排放要求。(六) 地表塌陷部分井下开采往往引起地表移动变形，造成建筑、水体等的破坏。对此采取如下防治措施：对工业场地、村庄等采用留保安煤柱的方法加以保护；为了提高资源回收率，对不宜留煤柱保护的设施要派专人进行巡回检查，160、发现问题及时解决；对农田视破坏程度，根据有关法规进行土地复垦。(七) 绿化生产区以保护和改善环境，减轻污染为主，结合各建筑物的特点进行绿化，种植杨、柳、榆等树种外，搭配种植一些灌木，并在场地中央边坡上以草皮防护，在挡墙上植攀援类植物。行政福利区是全场绿化、美化的重点，以美化环境为主，采取乔木、灌木、草类混植，针叶、阔叶树、花草相间，并点缀以建筑工艺小品。工业场地占地面积20ha，绿化面积为4ha，绿化系数为20%。三、环保投资矿井建设总投资为96556.50万元，其中环境保护及“三废处理”工程投资466.72万元，占总投资0.5%。第五章 建井工期 第一节 建井工期 一、施工准备施工准备工作主161、确定为3个月。二、移交标准设计将本矿井设计的移交方式确定为两期建设，一期工程移交一个采区，一个高产高效工作面。由于井下开采条件尚不明朗，第二期工程本次设计暂不确定移交时间。三、井巷平均成巷进度指标斜井井筒表土段：40m/月斜井井筒基岩段：120150m/月；立井井筒表土段：50m/月；立井井筒基岩段：120m/月；岩巷道及普通钻爆法施工顺槽：160m/月；半煤岩巷顺槽：300m/月；硐室：1000m3/月；四、矿井主要连锁工程的确定矿井主要连锁工程为主、副斜井井筒及集中胶带大巷与进回风立井，连锁工程长度为4502.4m，贯通工期为18个月。五、三类工程施工组织的基本原则1.始终抓住主要连锁工程162、，优化施工方案和顺序，缩短建设工期。2.合理安排施工力量，力争做到均衡施工，提高劳动生产率和设备利用率。3.三类工程相互创造有利施工条件，充分利用时间和空间进行平行交叉作业，加快工程进度。4.重点围绕井巷工程，合理安排土建和安装工程的施工时间，适时形成矿井各个生产系统。5.利用矿井设计中选用综掘设备，采用提前购置的方式施工井下煤层巷道。六、矿井建设工期经排队，井巷工程施工期为13.7个月，回采工作面安装试运转3.3个月(含矿井安装试运转)；施工准备期3个月，矿井建设总工期20个月。井巷工程施工进度见图5-1-1。第二节 产量递增计划 根据矿井施工安排，矿井在20个月后全面移交生产，考虑到本矿井163、为新区开发，井下条件尚不清楚，故投产当年矿井生产能力为0.9Mt/a，第二年达到矿井设计生产能力1.2Mt/a。第六章 技术经济第一节 劳动定员及劳动生产率该矿井设计生产能力1.2Mta，全员效率15t工，年工作日按30天计算，每天两班生产，一班检修，根据排岗并结合煤炭工业矿井设计规范，计算矿井在籍人数为397人。见表6-1-1。表6-1-1劳动定员表序号工 种出勤人数在籍系数在籍人数第一班第二班第三班合计一生产工人94 82 59 235 313 其中：井下工人80 70 50 200 1.35270 地面工人14 12 9 35 1.2543 二管理及技术人员13 11 8 32 32 生164、产人员合计107 93 67 267 345 三服务人员17 14 10 41 41 四其他人员4 4 3 11 11 全矿定员总人数128 111 80 319 397 第二节 建设项目资金估算 一、投资范围估算投资包括矿井从筹建至达到设计生产能力前，设计规定的全部井巷工程、土建工程、设备及工器具购置、安装工程、工程建设其他费用的全部投资，预备费、建设期间贷款利息按规定列入项目总造价。矿井总估算表详见表6-2-1。二、概算编制依据(一)、工程量：依据设计提供的工程量表、图纸、说明书及机电设备器材目录。表6-2-1 总 估 算 表序号工程和费用名称估 算 价 值 （万元）吨煤投资(元/吨)占总165、投资比重(%)井巷工程土建工程设备及工器具购置安装工程其他费用合 计一 施工准备工程197.55 120.06 164.61 482.22 4.02 1.05 二井筒1471.89 134.91 1606.80 13.39 3.50 三井底车场巷道及硐室1390.83 64.14 56.23 1511.20 12.59 3.29 四主要运输道及回风道1764.34 417.01 59.92 2241.27 18.68 4.88 五采区2032.48 9541.58 368.83 11942.89 99.52 26.02 六提升系统157.95 2398.54 409.68 2966.17 24166、.72 6.46 七排水系统190.97 98.73 105.39 395.09 3.29 0.86 八 通风系统48.32 222.15 19.69 290.16 2.42 0.63 九 压风系统30.23 62.95 46.53 139.71 1.16 0.30 十地面生产系统139.43 75.02 48.27 262.72 2.19 0.57 十一安全技术及监控系统160.77 295.20 455.97 3.80 0.99 十二通讯调度和计算中心244.10 87.45 331.55 2.76 0.72 十三供电系统113.04 191.04 1721.39 3095.64 5121167、.11 42.68 11.16 十四地面运输1355.86 32.50 0.63 1388.99 11.57 3.03 十五室外给排水及供热165.30 194.99 37.26 397.55 3.31 0.87 十六辅助厂房及仓库431.09 104.09 4.88 540.06 4.50 1.18 十七行政福利设施616.51 9.39 0.86 626.76 5.22 1.37 十八场区设施640.32 640.32 5.34 1.39 十九居住区二十环境保护及“三废处理169.59 307.54 45.20 522.33 4.35 1.14 廿一其他基本建设费用8013.28 8013168、.28 66.78 17.46 计6963.55 4143.19 15774.95 4981.18 8013.28 39876.15 332.30 86.87 廿二基本预备费(13%)905.26 538.61 2050.74 647.55 1041.73 5183.89 43.20 11.29 合 计7868.81 4681.80 17825.69 5628.73 9055.01 45060.04 375.50 98.16 廿三建设期间投资贷款利息843.52 843.52 7.03 1.84 建设项目总造价7868.81 4681.80 17825.69 5628.73 9898.53 4169、5903.56 382.53 100.00 吨煤投资(元/吨)65.57 39.02 148.55 46.91 82.49 382.53 投资比例(%)17.14 10.20 38.83 12.26 21.57 100.00 (二)、采用定额指标1、井巷工程：执行煤规字2000第48号文颁发的煤炭建设井巷工程概算定额（99统一基价）及煤炭建设井巷工程辅助费综合预算定额（99统一基价）。2、土建工程：执行煤规字2000183号文颁发的煤炭建设工业地面建筑工程概算指标（99统一基价）。3、机电设备安装工程：执行煤规字2000183号文颁发的煤炭工业机电设备安装工程概算指标（99统一基价）。4、工程170、建设其他费用：执行煤规字2000第48号文颁发的煤炭工程建设其他费用指标。(三)、设备、材料预算价格及有关费用设备价格：采用询价、工程建设全国机电设备2001年价格汇编和煤炭工业常用设备价格汇编（九九版）。材料预算价格：采用晋中地区2003年建筑安装工程材料预算价格，不足部分采用太原地区建筑安装工程材料预算价格及煤炭工业安装工程定额外材料预算价格（九九版）。设备运杂费、材料运杂费及备品备件购置费：依据煤规字2000第48号文，按有关规定计算。(四)、费用标准：执行煤规字2000第48号文。(五)、基本预备费：执行煤规字2000第48号文，按13计取。三、资金来源及建设期贷款利息根据国发1996171、第35号文的规定，项目建设资金的65%拟采用银行贷款，贷款年利率为5.76%；另35%作为资本金，由企业自筹解决。项目建设期为20个月，根据施工进度安排逐年投资，计算建设期贷款利息。建设期贷款利息计算表见表6-4-1。第三节 生产成本生产成本主要依据当地矿井实际生产成本及煤规字(1996)第501号文有关规定进行计算。详见表6-3-1。1、材料：根据该矿井设计生产工艺，结合同类型矿井实际生产成本，估算原煤材料单位成本为16元/吨。2、动力：根据设计提供的吨煤电耗及晋中地区生产用电单价进行估算，即吨煤电耗为15.8kwh，0.40元/kwh，则动力单位成本为6.32元/吨。3、工资：根据本次设计172、生产工艺，结合矿井全员效率，估算年平均工资为40000元/人，则单位成本工资为：13.23元/吨。 4、职工福利：根据文件规定，职工福利基金占成本工资的14。5、修理费：根据初期固定资产原值计算。表6-3-1 总成本估算表序号项 目 名 称单位成本 （元/t）总成本 （万元）一外购原材料16.00 1920.00 二外购燃料及动力6.32 758.40 三工资13.23 1587.60 四职工福利1.85 222.00 五修理费9.87 1184.40 六折旧费21.97 2636.40 七摊销费7.69 922.80 八维简费3.00 360.00 九地面塌陷补偿费0.30 36.00 十其173、他费用12.00 1440.00 十一利息支出0.49 58.80 总成本费用92.72 11126.40 其中：经营成本59.57 7148.40 6、折旧费：根据初期固定资产投资计算。其折旧办法执行煤规字(1996)第501号文的规定，一般采掘设备按10年折旧，通用设备按15年折旧，地面建筑工程按40年折旧计算。 7、摊销费：根据煤规字(1996)第501号文的规定，将矿井初期的一切无形及递延资产按10年摊销列入生产成本。 8、井巷工程基金及维简费：根据有关规定，吨煤成本分别为2.5元和6.0元(其中：3元进入经营成本，另外3元用于还款)。9、地面塌陷补偿费：根据当地煤矿的有关成本资料估算174、，单位地面塌陷补偿费为0.30元/吨。10、其他费用：按12.00元/吨估列。第四节 技术经济分析及评价根据煤规字（1996）第501号文的有关规定，对xx矿井进行经济评价，各种报表附在评价之后。 一、投资构成及逐年投资分配依据项目施工组织计划及投资构成进行投资分配。项目基价投资逐年分配见表6-4-1。二、流动资金估算 、流动资金参数的确定根据煤规字（1996）第501号文的规定，将流动资金的有关参数确定如下：应收账款周转天数为30天，年周转次数12次；库存材料周转天数为120天，年周转次数3次；库存产品周转天数为3天，年周转次数120次；现金周转天数为30天，年周转次数12次；应付账款周转天175、数为30天，年周转次数12次。表6-4-1 矿井逐年投资分配表序号工程或费用名称建设期合计2005年2006年一井巷工程40003868.81 7868.81 二土建工程25002181.80 4681.80 三设备及安装工程900014454.42 23454.42 1综采综掘设备30007604.14 10604.14 2通用设备60006850.28 12850.28 四其他费用45004555.019055.01 合计2000025060.0445060.04 其中：银行贷款13000 16289.03 29289.03 企业自筹7000 8771.01 15771.01 五贷款利息3176、74.40 469.12 843.52 银行贷款小计40003868.81 7868.81 总计25002181.80 4681.80 、流动资金计算 根据辅助报表5中产品生产总成本及经营总成本，结合各种年周转次数计算出每年所需的流动资金占用额，然后再根据煤规字（1996）第501号文规定计算出正常年份流动资金占用额为1593万元，其中：30%作为铺底流动资金，由企业自筹解决；另70%采用银行贷款，贷款年利率为5.31%。 三、年销售收入、销售税金及附加的估算 、煤炭价格及销售收入的估算根据近几年当地矿区的实际销售情况，确定该矿井产品售价为150元/吨（含税价），则年销售收入18000万元。 177、销售税金及附加的估算 本项目的销售税金及附加包括增值税、资源税、城市维护建设税及教育费附加。增值税：销项税13，进项税17，城市维护建设税按增值税的1，教育费附加按增值税的3分别计算。 资源税执行煤规字1996第501号文的规定，按1.2元/吨计取。 在正常年份计算销售税金及附加为1891万元。 销售收入、销售税金及附加见辅助报表1。 四、利润的计算及分配 计算正常年份的年利润总额为4984万元，所得税后利润为3340万元。在利润分配中，每年按可供分配利润的10提取盈余公积金。还清借款后，以折旧费归还以前年份偿还借款垫支的利润，并将这部分未分配利润转入分配。 利润的计算及分配见基本报表2。 178、五、盈利能利分析 全部投资财务现金流量计算见基本报表1。根据损益表计算投资利润率、投资利税率： 年利润总额 投资利润率= 100 项目总投资 =10.15 年利税总额 投资利税率= 100 项目总投资 =13.98财务评价指标见表6-4-2 表6-4-2 财务评价指标表序号指标名称单 位指 标税 前税 后1财务内部收益率%16.4212.682投资回收期年6.877.803财务净现值万元1867173424投资利润率%10.155投资利税率%13.986贷款偿还期年6.287盈亏平衡点%61.43 全部投资税后内部收益率为12.68，大于相应的基准收益率10，税后财务净现值为7342元，大于零179、，表明本项目除能满足行业最低要求外，还有盈余，因而在财务上是可以接受的。 六、清偿能力分析 清偿能力分析依据资产负债表、资金来源与运用表、借款还本付息表，计算项目的资产负债率、流动比率、速动比率及固定资产投资借款偿还期，以考察项目的财务状况及清偿能力。 资产负债表见基本报表4。如表所示，资产负债率逐年递减，流动比率、速动比率在整个建设期内逐年增加，这表明项目的净资产能够抵补负债。 资金来源与运用表见基本报表3。通过该表可以看出项目除能做到资金平衡外，还有盈余。 借款还本付息表见辅助报表7。项目的固定资产投资借款偿还期(从借款开始年算起)为6.28年。 通过以上分析可知项目具有较强的清偿能力。 180、七、不确定性分析 、项目对投资、经营成本及销售价格诸因素变化的敏感性分析见敏感性分析表，从表中可以看出，本项目对销售价格的变化最为敏感。 、盈亏平衡分析 根据计算期内的固定总成本及可变总成本计算盈亏平衡点如下： 固定总成本 BEP(生产能力利用率)=100 销售收入- 可变总成本- 销售税金及附加 =61.43 BEP(产量)=12061.43=73.72万吨 该项目只要达到设计规模的61.43，也就是年产量达到73.72万吨，企业就可以保本，故该项目具有很强的抗风险能力。 八、技术经济总评价该项目的主要评价指标税后全部投资内部收益率为12.68，高于设定的基准收益率，投资利润率10.15，投资利税率13.98，且贷款偿还期为仅6.28年。从不确定性分析，该项目的盈亏平衡点为61.43， 具有较强的抗风险能力。故该项目在财务上是可以接受的。