1、 xx煤炭运销集团xx第一煤业有限公司施工组织设计第一章 矿井概况第一节 兼并重组整合前各矿现状一、兼并重组整合前各矿现状据xx省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室文件“晋煤重组办发xx24号”关于xx市xx县煤矿企业兼并重组整合方案的批复，以xx省煤炭运销集团有限公司为重组整合主体，将xx县五谷山煤矿、xx县xx镇山上村井圪脊煤矿、xx省xx县xx镇xx村开花山煤矿、xx省xx县xx镇xx天xx煤矿及xx县xx煤矿等五矿进行重组整合，重组后矿井定名为“xx煤炭运销集团xx第一煤业有限公司”。五座整合矿井均在xx年以前关闭。xx煤炭运销集团xx第一煤业有限公司于xx年11月29日经xx省国土2、资源厅批准，换发采矿许可证，证号为C140000xx111220045875，批准开采15号煤层，矿区面积9.0611km2，开采标高由1246m到1015m。生产规模45万吨/年。整合后矿井新增矿区面积7.517km2，净增生产能力16万吨/年。二、井田内矿井及小窑本次资源整合项目参与重组矿井5座，其具体分布情况如下图：1.xx县五谷山煤矿：为村办集体企业，采矿证号1400000722272，批准开采15号煤层，有效期自2007年5月至2010年5月。矿区拐点坐标：序号（54）3度带（54）6度带地理坐标XYXY经度纬度13981952.00 38425417.00 3983820.00 13、9696050.00 113102435575123981930.00 38426126.00 3983820.00 19696760.00 113105235575033981395.00 38426609.00 3983300.00 19697260.00 113111135573343981372.00 38427349.00 3983300.00 19698000.00 113114135573353981073.00 38427340.00 3983000.00 19698000.00 113114135572363981095.00 38426600.00 3983000.00 14、9697260.00 113111135572373980716.00 38426589.00 3982620.00 19697260.00 113111135571183980753.00 38425380.00 3982620.00 19696050.00 11310223557132. xx县xx镇xx天xx煤矿：为村办集体企业，批准开采15号煤层，设计生产能力9万吨/年，实际生产能力5万吨/年。xx年6月由xx省国土资源厅核发采矿许可证（1400000330859），有效期自xx年6月至xx年6月。矿区拐点坐标如下：序号（54）3度带（54）6度带地理坐标XYXY经度纬度13983145、8.00 38424903.00 3985000.00 19695500.00 113100335583023983126.00 38425603.00 3985000.00 19696200.00 113103135582933983075.00 38425601.00 3984950.00 19696250.00 113103235582743982625.00 38425637.00 3984500.00 19696250.00 113103335581353982253.00 38426376.00 3984120.00 19696000.00 113102235580163982266、9.00 38424876.00 3984120.00 19695500.00 11310023558023.xx县xx镇山上村井圪脊煤矿：为xxxx镇山上村村办煤矿，批准开采9、15号煤层。xx年4月由xx省国土资源厅核发采矿许可证（证号1400000320192），设计生产能力3万吨/年，实际生产能力3万吨/年。矿区拐点坐标如下：序号（54）3度带（54）6度带地理坐标XYXY经度纬度13982222.00 38424775.00 3984070.00 19695400.00 113095835580023982203.00 38425374.00 3984070.00 19696000.7、00 113102235580033981204.00 38425344.00 3983070.00 19696000.00 113102135572743981223.00 38424744.00 3983070.00 19695400.00 11309573557274. xx县xx镇xx村开花山煤矿：为村办煤矿，批准开采3号、15号煤层，其中3号煤层于1997年以前已采空。xx年6月3日xx省国土资源厅核发采矿证（证号1400000330860），有效期自xx年6月至xx年6月。矿区拐点坐标如下：序号（54）3度带（54）6度带地理坐标XYXY经度纬度13983597.00 3842498、17.00 3985450.00 19695500.00 113100335584423983551.00 38426416.00 3985450.00 19697000.00 113110335584333983052.00 38426400.00 3984950.00 19697000.00 113110235582643983075.00 38425651.00 3984950.00 19696250.00 113103235582753983126.00 38425603.00 3985000.00 19696200.00 113103135582963983148.00 3842499、03.00 3985000.00 19695500.00 11310033558305. xx县xx煤矿：为xx县煤炭总公司集体企业，始建于1993年，1994年投产。xx年4月，xx省国土资源厅换发采矿许可证（证号1400000320188），批准开采8、9、15号煤层，有效期自xx年4月至xx年4月，生产规模5万吨/年。矿区拐点坐标如下：序号（54）3度带（54）6度带地理坐标XYXY经度纬度13982621.00 38424137.00 3984450.00 19694750.00 113093235581223982600.00 38424836.00 3984450.00 1969510、450.00 113100035581233982250.00 38424826.00 3984100.00 19695450.00 113100035580043982253.00 38424736.00 3984100.00 19695360.00 113095635580153981504.00 38424713.00 3983350.00 19695360.00 113095635573663981522.00 38424103.00 3983350.00 19694750.00 1130931355737据矿方调查各整合矿井之间无越界开采现象，其中天xx煤矿及井圪脊煤矿各井筒均已封闭11、；开花山煤矿及xx煤矿各井筒暂用水泥预制板、木料等杂物覆盖，考虑资源整合后开启利用；五谷山煤矿各井筒未封闭。另据矿方调查南村及曹家沟村以东存在小窑破坏区，面积约为1.587km2。以上五矿均已开采15号煤层，均为低瓦斯矿井，且以往生产过程中未出现瓦斯事故。三、周边矿井及小窑xx省煤炭运销集团xx煤业，位于本井田北部，其南边界与本井田北边界部分重合。证号为C140000xx111220045800，批准开采15号煤层，生产规模90万t/a，面积为13.5123km2，开采标高1260-1000m,有效期自xx年11月29日至xx年11月29日。xx省煤炭运销集团xx第二煤业，位于本井田南部，其北12、边界与本井田南边界部分重合。证号为C140000xx111220045799，有效期为xx年11月29日xx年11月29日，井田面积为11.1223km2，批准开采15号煤层，开采标高标高为1240m-1030m，生产规模为60万吨/年。以上二矿均已开采15号煤层，与本矿无越界开采现象。均为低瓦斯矿井，以往生产过程中未出现瓦斯事故。第二节 矿井建设自然条件一、交通位置xx第一煤业有限公司井田位置地处xx县南部。区内包括xx村、东柏林村、南村、曹家沟四个行政村。距离xx市区约24km，距xx县直距约16km，行政区划隶属xx市xx县xx镇管辖，xx陵川公路从井田西部边界外5km处通过，北紧靠xx13、xx公路。其间有乡级公路相通。交通运输条件十分方便。（详见下图）。xx第一煤业有限公司井田长约5km，宽约2.8km，呈一不规则多边形，面积约9.0611km2。井田地理坐标范围为：东经 1130931 1131250，北纬 355709 355844。二、 地形地貌及气候条件（气象）井田地处太行山中南段的xx盆地东缘，沁水盆地之东缘，地貌形态属于低山区，地表经长期风化侵蚀，黄土冲沟纵横交错，冲沟间黄土梁峁断续分布，地形复杂。地势呈北部、西部高，南部、中部低，最高点位于井田西部山脊，海拔1312.90m，最低点位于井田东部冲沟中，海拔1110m，最大相对高差202.90m。本区属典型的大陆性气14、候，四季分明，气候干燥，昼夜温差大，全年平均日照时数达2630.1小时，日照率60%。境内年平均气温8.8，一月份-56，最低-24.5，7月份平均气温22.7，最高37。年均降水量在590mm左右，且多集中在7、8、9三月，年均蒸发量1740mm，年蒸发量是年降水量的3倍以上。全年无霜期约160天，初霜日出现在10月上旬，终霜日在次年4月下旬，最大积雪厚度20mm，最大冻土深度68cm。夏季主导风向SE，冬季主导风向WN，年平均风速2.1m/s，最大风速17m/s。三、地震区域内有史载的最早一次地震为公元167年6月18日的高平地震，至2000年共发生地震50余次，其中破坏性的有8次，强度415、5级，据国家地震局对该地区地震鉴定，本区处于临汾和邢台两大地震带之间为相对稳定区，属太行山亚弱地震带。按照GB18306-2001中国地震动参数区划图，调查区地震动反应谱特征周期（f）为0.45s，地震动峰值加速度为0.10g，对应的地震基本烈度为VI度。第三节 矿井主要技术特征一、井田范围及储量1 、井田范围xx第一煤业有限公司井田长约5km，宽约2.8km，呈一不规则多边形，面积约9.0611km2。井田地理坐标范围为：东经 1130931 1131250，北纬 355709 355844。井田范围由11个拐点确定，见表（6带）： 矿区范围拐点坐标表 坐标系点号北京54坐标系西安80坐标系16、平面坐标（6）大地坐标平面坐标（6）X坐标Y坐标经度纬度X坐标Y坐标13985450.00 19695500.00 11310033558443985401.34 19695431.64 23985450.00 19697900.00 11311383558423985401.33 19697831.65 33983400.00 19697900.00 11311363557353983351.32 19697831.65 43983400.00 19699750.00 11312503557343983351.31 19699681.66 53982620.00 19699750.00 1117、312493557093982571.31 19699681.66 63982620.00 19695720.00 11310093557123982571.32 19695651.63 73983070.00 19695400.00 11309563557273983021.33 19695331.63 83983350.00 19695400.00 11309573557363983301.33 19695331.63 93983350.00 19694750.00 11309313557363983301.33 19694681.63 103984450.00 19694750.00 118、1309323558123984401.34 19694681.63 113984450.00 19695500.00 11310023558113984401.33 19695431.64 2 、井田储量本次整合勘探任务为详细探明15号煤层保有储量情况，故对15号煤层储量赋存情况进行了估算，15号煤层估算面积为2.620km2。15号煤层为贫煤（PM），地层倾角小于25。按照中华人民共和国国土资源部2002年12月17日发布的煤、泥炭地质勘查规范中附录E建议资源/储量比例及资源量估算指标确定：最高可采灰分为(Ad)40%，最高硫分(St.d)为3%，最低发热量(Qnet.d) 17.0MJ/19、kg。15号煤层资源/储量估算最低可采厚度为0.80m。经本次估算，获得井田内15号煤层保有资源/储量1501万t。其中探明的经济基础保有储量（111b）1460万t，推断的资源量（333）41万t。 资源/储量估算结果汇总表煤层号煤类资源/储量（万t）111b/保有（%）（111b+122b）/保有（%）111b122b333保有15PM146004115019797二、 生产能力及服务年限根据xx省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室文件“晋煤重组办发【xx】24号”关于xx市xx县煤矿企业兼并重组整合方案的批复，xx煤炭运销集团xx第一煤业有限公司由原xx县五谷山煤矿、xx县xx镇山上村20、井圪脊煤矿、xx县xx镇xx开花山煤矿、xx县xx镇xx天xx煤矿及xx县xx煤矿等五矿进行重组整合组成，其主体企业为xx煤炭运销集团公司。xx省国土资源厅于xx年11月29日为该公司颁发了采矿许可证，证号为C140000xx111220045875，有效期为xx年11月29日xx年11月29日，井田面积为9.0611km2，批准开采15号煤层，生产规模为450kt/a。矿井服务年限矿井服务年限按下式计算：T=Zk/（KA）式中：T矿井服务年限，a； Zk设计可采储量，2467kt； A设计生产能力，450kt/a； K储量备用系数，取K =1.3；矿井服务年限：T=Zk/（AK）=2467/21、（4501.3）4.2（a）三、井田开拓方式及巷道布置1、 开拓方式在矿井北部，xx村西侧，离原开花山工业场地约300m，有一块台地，作为整合以后矿井的主井工业场地。1、井筒设计在选定的工业场地内布置主斜井（新凿）、副立井（原开花山煤矿主立井）和回风立井（利用原xx煤矿主立井）三个井筒，全井田采用三个井筒开拓。井筒主斜井（新凿）：倾角为18，净宽B=5000mm，斜长354.0m，落底到15号煤层，装备800mm带式输送机担负矿井原煤提升任务。铺设轨道，担负矿井下大件和长材等任务，铺设压风和消防洒水管路，设台阶，兼做矿井进风井和安全出口。副立井（原开花山煤矿主立井）：净直径3.8m，净断面积122、1.33 m2，井筒垂深102m，落底15号煤层，采用双钩提升，单罐笼加平衡锤，担负矿井提升人员、下放材料和提矸等辅助提升任务。兼做矿井进风井。回风立井（利用原xx煤矿主立井）：直径4.0m，净断面12.56m2，井筒垂深181.3m，落底15号煤层，担负矿井回风任务。井筒内敷设梯子间，作为矿井的安全出口。原xx煤矿主立井为本矿井兼并重组整合的利用井筒，井田内所有多余井筒必须按照“六条标准”实施关闭。2、水平划分井田范围内可采煤层为15号煤层，设计考虑采用单水平回采矿井15号煤层资源储量，水平标高为+1080.0m。3、井下开拓部署副立井落底后布置井底车场及硐室，沿东西方向布置运输、轨道和回风23、大巷，穿过采空区，沿西南东北方向布置二采区运输、轨道和回风巷。在主斜井落底附近沿南北方向布置运输、轨道和回风大巷，至井田中部，沿东西方向布置运输、轨道和回风大巷。大巷之间间距30m。运输大巷与主斜井连接，轨道大巷通过井底车场巷道与副立井连接，回风大巷与回风立井连接。这样就形成了全矿井的开拓系统。由于受采空区的影响，运输大巷、轨道大巷和回风大巷局部需布置在15号煤层底板下方，设计运输大巷、轨道大巷和回风大巷布置在15号煤层底板下方25m处。4、通风矿井通风方式为分列式，主斜井和副立井进风，回风立井回风。三个井筒均服务于整个井田所有煤层。5、采区划分全井田15号煤层共划分为4个采区。6、开采顺序根24、据开拓部署，先开采一采区，接着开采二采区、三采区，最后开采四采区。2、 井筒布置及特征 井筒数目及用途根据井田开拓方案，矿井移交生产及达产时，共布置主斜井、副立井及回风立井三个井筒，井筒用途分述如下：主斜井：倾角为18，净宽度B=5000mm，净断面积17.31 m2，斜长354.0m，落底到15号煤层，装备800mm带式输送机担负矿井原煤提升任务。铺设轨道，担负矿井下大件和长材等任务，铺设压风和消防洒水管路，设台阶，兼做矿井进风井和安全出口。副立井：净直径3.8m，净断面积11.33 m2，井筒垂深102m，落底15号煤层，采用双钩提升，单罐笼加平衡锤，担负矿井提升人员、下放材料和提矸等辅助25、提升任务。兼做矿井进风井。井筒内敷设排水管路、洒水管路、黄泥灌浆管路及电缆。回风立井：直径4.0m，净断面12.56m2，井筒垂深181.3m，落底15号煤层，担负矿井回风任务。井筒内敷设梯子间，作为矿井的安全出口。新凿主斜井时，矿井应进行主斜井的工程地质条件的补勘工作。主斜井：装备800mm胶带输送机，铺设轨道。副立井：1t标准罐笼和平衡锤。回风立井：装备梯子间。四、开采方法及回采工艺(一）采煤方法矿井为低瓦斯矿井，开采15号煤层为自燃煤层，根据矿井开采条件，确定采用综采一次采全高采煤方法，采高3.85m。全部垮落法管理顶板。（二）回采工艺设计15号煤综采工作面长度为90m，采用一采一放的循26、环方法，二采一准的作业方式。1、工艺过程：上（下）端头进刀上（下）行割煤装煤移架移前溜放顶煤移后溜。采煤机采用上下端头斜切进刀，进刀长度25m左右，移架滞后采煤机后滚筒3-5m，追机作业，滞后移架10-15m推移前部输送机，输送机弯曲长度不小于15m，推移步距0.8m。采煤机下行割煤完成后再放顶煤以免两工序相互影响。2、采煤机的割煤方式采煤机双向割煤，往返两刀的割煤方式。其生产工艺过程为：双向割煤方式的主要特点是：采煤机沿工作面前后滚筒同时割煤，上行、下行割煤全厚，并同时完成推移输送机、支架等一个采煤循环的全过程。采煤机沿工作面上下行割煤，装煤完成一个采煤循环。3、采煤机的进刀方式端部斜切式进27、刀法，其进刀过程为：当采煤机割煤至工作面端头时，其后的输送机槽已移近煤壁，采煤机机身处尚留有一段下部煤；调换滚筒位置，前滚筒降下、后滚筒升起，然后沿输送机弯曲段返向割入煤壁，直到采煤机机身进输送机直线段为止，这时采煤机已向煤壁推进了一个截深；然后将输送机移直，再调换两滚筒的上、下位置；采煤机重新返回割煤至输送机机头处；再次调换上、下滚筒位置，采煤机沿工作面向右正常割煤，直到工作另一端。向下运行一个机长将前滚筒放下，然后向下割煤装煤直至下顺槽。（三）采煤工作面设备选型1、采煤机本矿井回采15#煤层，采煤机的型号选用MG300/730-WD型采煤机，电机总功率为730KW，其技术特征见下表： MG28、300/730-WD型采煤主要技术参数型号采高(m)电机功率(kW)滚筒直径(m)截深(mm)牵引速度(m/min)机面高度(mm)重量(t)MG300/730-WD2.2-4.17302.26000-6.61460452、可弯曲刮板输送机工作面可弯曲刮板输送机要满足三个方面的要求：一是运输能力要与采煤机的瞬时产量相匹配并留有余地；二是外形尺寸和牵引方式与采煤机相匹配；三是运输机长度与工作面长度一致，矿井工作面长度90m。考虑上述因素，工作面刮板输送机选用SGZ730/160型可弯曲刮板输送机一部，其主要技术参数见表。 可弯曲刮板输送机技术特征表设备型号设计长度（m）输送能力（t/h）刮板链速29、（m/min）适应煤层倾角（）电机功率（kW）电压等级（V）SGZ-730/160903501.10181601140/6603、顺槽转载机、破碎机和顺槽胶带机顺槽转载机、破碎机的转载、破碎能力要求与工作面的生产能力相适应，并要求与工作面刮板输送机和顺槽可伸缩胶带输送机相配套，为此选用SZB-730/40型刮板转载机和PEM1000650型破碎机。其主要技术参数见表4-1-3、4-1-4、4-1-5。 转载机技术特征表设备型号设计长度(m)输送能力(t/h)链速(m/min)电机功率(kW)电压等级(V)备注SZB-730/40254000.85401140/660 破碎机技术特征表设备型号破30、碎能力(t/h)最大输入块度(mmmm)最大排出粒度(mm)电机功率(kW)电压等级(V)备注PEM1000650600100065040370551140/660 顺槽胶带机技术特征表设备型号运输能力(t/h)运距(m)运输m/s电机功率(kW)电压等级(V)备注DSJ80/35/403506002.50401140/660五、工作面顶板管理方式及支护设备选型1、回采工作面顶板管理方式：全部垮落法。2、采用估算法进行支护设备选型：根据地质报告可知，矿井15号煤层厚度3.20-4.65，平均3.85m。根据地质报告15号煤等厚线图以及钻孔资料显示，矿井可采区域内15号煤层厚度大都在3.68-431、.13m之间。因此为了减少丢煤，设计认为液压支架选型，支架高度应按煤层厚度4.13m考虑，支架支护高度按4.5m考虑。P= P岩/1000=（68）M9.8岩cos/1000 式中：P支架支护强度。MPa； 岩顶板岩石密度，2.40t/m3； M机采采高，最大采高4.13m； 煤层倾角，（3）。则：P=（68）4.139.82.4cos（3）/1000=0.580.78Mpa，取0.78Mpa；ZZ8000/23/45型液压支架支护强度0.93MPa0.78Mpa。根据液压支架工作阻力计算数据，结合15号煤层赋存情况、煤层厚度及选用的采煤方法，工作面支护选用ZZ8000/23/45型液压支架，32、支架支护高度2.34.5m，工作阻力为8000kN，支护强度为0.93MPa。工作面过渡支架选用ZZG9000/23/45型液压支架。回采工作面端头采用四对八梁支护，超前支护采用DW35型单体柱配DFB4000/300C型型钢梁，超前支护距离暂按20m考虑。 ZZ8000/23/45型支撑掩护式液压支架主要技术特征序号技术特征技术参数序号技术特征技术参数1型式四柱四连杆支撑掩护式7立柱单伸缩机械加长 4根2支撑高度2.34.5m8中心距1.50 m3初撑力6917KN9工作阻力8000KN4支护强度0.93MPa10对底板比压1.7-3.3MPa5质量34t11泵站压力31.5MPa6操作方式33、本架操作12适应煤层倾角 2515号煤回采工作面主要设备配备详见表。 综采一次采全高工作面主要设备设备名称设备型号功率（kW）备注双滚筒采煤机MG300/730-WD730液压支架ZZ8000/23/45过渡液压支架ZZG9000/23/45可弯曲刮板运输机SGZ-730/160160转载机SZB-730/4040破碎机PEM100065055可伸缩胶带输送机DSJ-800/35/4040乳化液泵站BRW200/31.5125喷雾泵站PB320/6355单体液压支柱DW35六、工作面回采方向根据开拓部署及采煤工作面巷道布置方式，设计矿井采煤工作面之间采用前进式顺序接替；回采工作面内采用后退式回34、采。七、采煤工作面日推进度、年推进度及工作面长度根据井田内煤层赋存情况、开采条件及选定的采煤设备性能，结合采煤方法等因素，确定回采工作面长度为90m。采煤工作面循环进度0.6m，日循环次数6次，日循环进度为3.6m。采煤工作面年推进度按下式进行计算：年推进度=日循环进度设计年工作日循环率；式中：设计年工作日为330d，循环率取0.75，则：年推进度=3.63300.75=891（m）。 八、投产时采区及工作面个数 根据回采工作面推进度及各类巷道掘进进度，本着以保证矿井正常生产时合理的采掘关系为原则，矿井达到设计生产能力450kt/a时，布置一个综掘面和一个普掘面。主要配备EBZ132掘进机、局35、部扇风机、带式输送机等设备。掘进工作面主要机械设备表见表。 掘进工作面主要机械设备表序号设备名称设备型号及规格单位数量备注1掘进机EBZ-132台12煤电钻MZS-12台23岩石电钻EZ-2.0台24探水钻ZDY-800台25转载机SZ台16锚杆锚索打眼安装机MQT-85C3台47帮锚杆打眼安装机MQTB-55/1.7C台48混凝土喷射机HPCV台19混凝土搅拌机安台110局部扇风机FBD-NO5.6/211台4九、矿井生产时采掘比例关系，矸石量预计矿井达到设计生产能力450kt/a时，共布置1个回采工作面，1个综掘工作面，1个普掘工作面，采掘比1：2。矿井生产时，预计井下矸石量为10kt/a36、。十、井巷总工程量及工期矿井移交生产时新增井巷工程6835m，其中煤巷4323m，占63%，岩巷2512m，占37%，硐室掘进体积2886m3。万吨掘进率为152m。设计建井总工期：15.2个月。十一、开采顺序根据开拓部署，先开采一采区，接着开采二采区、三采区，最后开采四采区。第四节 矿井主要生产系统及辅助系统一、运输系统原煤：回采工作面SGZ-730/160型刮板输送机运输顺槽SZB-730/40型刮板转载机DSJ80/35/40型可伸缩胶带输送机运输大巷DTL80/35/160型固定带式输送机主斜井带式输送机地面。掘进煤: SZ-I带式转载机DSJ80/35/40带式输送机运输大巷DTL837、0/35/160型固定带式输送机主斜井带式输送机地面。二、通风系统根据矿井所需的风量和负压，选用FBCDZ-8-19C，n=740r/min型轴流式通风机两台供本矿通风，配用电机功率275kW，风量范围为3785m3/s，负压范围为5872098Pa，两台风机一台工作，一台备用。新鲜风流:地面副立井(主斜井)轨道大巷 (皮带大巷)运输顺槽回采工作面。污浊风流:回采工作面回风顺槽回风大巷回风立井地面。三、 排水系统副立井井底设主排水泵房，矿井涌水经副立井井筒中的排水管路排至地面工业场地井下水处理站水池。 根据矿井的涌水量和排水高度，预选3台MD46-30型多级离心水泵。其主要技术参数：额定流量为38、46 m3/h，单级额定扬程为30m。正常涌水时所需水泵的工作台数：1台，备用水泵台数：1台，检修台数：1台。最大涌水量时所需水泵的工作台数：2台，检修台数：1台。副立井井筒敷设2趟排水管路。正常涌水时为1趟工作，1趟备用；最大涌水时为2趟同时工作。排水管选用1084型无缝钢管，壁厚=4mm。吸水管选用1334型无缝钢管，壁厚=4mm。允许吸水高度：4.22m根据矿井正常涌水及最大涌水时的涌水量，选用三台D46305型多级离心水泵，额定流量为46m3/h，额定扬程为150m；电机选用YB2型防爆电机，电压660V，功率37kW，转速2950r/min。可满足排水要求。水泵房与井下中央变电所相邻39、，井下三台主排水泵电源线路分别引自井下中央变电所660V母线段。水泵控制设备置于水泵房内，并在水泵房设置KJC型井下排水自动控制系统，用于监测水泵的运行状态。四、 出矸系统矸石系统工作制度与矿井一致。矿井矸石总量为13kt/a，其中矿井掘进矸石量为10 kt/a，手选矸石量为3 kt/a。手选矸石经过仓下防窜仓电动装车闸门装车，副井提出的矿井掘进矸石由高位翻车机装汽车，均运往位于主井工业场地西南侧约530m的排矸场地，场地位于一条自然冲沟内，占地面积1.0hm2；地形地貌为深沟，初期服务年限按5a考虑。堆放煤和煤矸石前，应对沟谷底部进行防渗处理。堆置方式为每隔100m围堰作坝，自下而上逐层堆置40、。矸石必须由沟底向上逐层铺起，每0.7m为一层，由推土机推平碾压后，覆盖约0.51.0m厚黄土层，并压实。当矸石推至一定高度后，及时覆盖黄土1.5m，对矸石山进行复垦，恢复植被，下部做引水涵洞，两侧修建排水渠。最后种植耐旱易活的树种进行绿化。五、 供电系统 （一）矿井供电电源：本矿井地处xx市xx县，经集团公司与当地电力部门协商，在集团公司下属xx煤矿建设35kV变电站1座，为周边煤矿供电。本次设计矿井2回10kV电源分别引自xx35kV变电站不同10kV母线段，不再进行方案比选。xx煤矿位于本矿西北方，距离该矿约6.5km左右，该矿已经批准建设1座35kV变电所，所内设2台12500kVA主41、变，35kV及10kV母线侧均采用单母线分段的接线方式，现该站已经开工建设。本矿双回路10kV供电电源线路，分别引自xx35KV变电站10kV不同母线段，架空线路LGJ-185，钢筋混凝土门型杆架设，供电距离约6.5km。 （二）地面供配电：矿井10kV主变电所高/低压母线均采用单母线分段的接线方式，分别以2回10kV向副井10kV变电所、风井10kV变电所、井下主变电所、主井场地变压器供电，以2回380V电源向主斜井皮带、主斜井空气加热室、空压机房等负荷供电，以1回380V电源向单身宿舍。办公等负荷供电。副井10kV变电所高/低压母线均采用单母线分段的接线方式，分别以2回10kV向副井场地变42、压器供电，以2回380V向副立井提升机、副立井空气加热室、联合建筑等负荷供电，以单回380V向器材库、食堂、单身宿舍等三级负荷供电。风井场地10kV变电所低压侧采用单母线分段的接线方式，以2回380V电源向主通风机供电。1、防雷及接地矿井地面变压器380V低压侧中性点直接接地，接地装置的接地电阻不超过4，各低压配电点处设重复接地，接地装置的接地电阻值不超过4。所有电气设备正常不带电的金属外壳、铠装电缆的金属外皮，均可靠接零保护。根据建（构）筑物防雷设计规范规定，地面建（构）筑物按三类防雷建筑物设防，凡高度超过15m的建筑物设避雷带，防直击雷击保护，要求防雷冲击接地电阻值不超过30。地面变电所及43、重要建筑物要设防雷保护装置。在变电所高压母线上装设避雷器以防感应雷击，在变电所室外装避雷针以防直击雷，避雷针单独接地。变电所保护接地与工作接地共用接地极。接地装置为闭环式接地装置。为防止雷电波侵入井下，凡露出（入）井口的金属轨道、金属管路及铠装电缆的金属外皮，均需在出（入）井口附近，将金属体作不少于两处的可靠接地。2、工业场地及建筑物照明工业场地照明分为室内照明、场区照明。采用动照合一方式，以380/220V三相四线制系统供电，TN-C-S接地方式。道路照明选用高压钠灯、投光灯，电压为380/220V，由矿井10kV变电所低压系统供电，用路灯光电控制器集中控制。各建筑物照明电源引自各自的低压配44、电点，电压380/220V。各建筑物照明配电箱之后，PE线、N线严格分开使用，采用保护接PE 线方式。3、生产系统配电系统本设计均给出380V电源线路至地面生产系统等配电点。配电点低压配电柜用GGD型低压配电柜，通过二级配电点对生产系统的配电。在生产系统配电点，为现场安全生产服务的控制/ 信号系统电压采用220V。控制方式采作集中有闭锁和就地解锁两种控制方式。集中有闭锁方式用于正常生产，在此方式下，工艺流程中的各台设备按照“逆煤流起车、顺煤流停车”原则实现闭锁；就地解 （三）井下供配电1、井下负荷及井筒电缆选择 （1）井下电力负荷用电设备总台数：48台用电设备工作台数：45台用电设备总容量：145、931.6kW用电设备工作容量：1834.6kW最大计算有功功率：1282.56kW最大计算无功功率：1376.97kvar最大计算视在功率：1881.75kVA （2）下井电缆选择两回10kV下井电缆引自主井工业场地矿井10kV主变电所10kV母线的不同母线段，沿主斜井井筒敷设至井下主变电所。用电负荷约为1881.75kVA，按经济电流密度计算导线截面：井下电缆的经济电流密度应该取J2A/ mm2，而矿井的最大工作电流In108.6A，则导线经济截面积A54.3mm2。为了保证电压质量及电缆机械强度要求，两回10kV下井电缆选用MYJV22 8.7/10 370mm2 600m。 按电压损失46、校验： 满足要求。式中：In电缆中负荷电流，A； L线路长度，km； R0、X0电缆线路单位长度的电阻和电抗，/km； UN额定电压，kV； cos、sin功率因素及与功率因数相对应的正弦值。两回路下井电缆，1回工作，1回备用，当1回发生故障时，另1回能满足井下全部负荷。2、井下变电所井下设主变电所，担负井下全部负荷，其2回10kV电源引自主井场地矿井10kV主变电所不同母线段，沿主斜井下井。该所10kV及0.69kV主接线采用单母线分段接线，10kV配电装置选用PBG9L-10型高压防爆配电装置，0.69kV配电装置选用KBZ型矿用隔爆型低压馈电开关。井下主变电所设2台KBSG200/10 47、10/0.69kV 200kVA矿用隔爆型干式变压器，以2回660V电源向主排水泵供电。两台变压器，一台工作，一台备用，负荷率为60%。保证率100%。该所分别以1回10kV电源分别向2个掘进工作面移动变电站、回采工作面及运输顺槽移动变电站、回采工作面回风顺槽移动变电站、局部通风机专用移动变电站供电。3、井下高、低压配电系统回采工作面移动变电站选用一台KBSGZY-1000/10，10/1.2kV，1000kVA型矿用隔爆型移动变电站为回采工作面采煤机及刮板输送机供电，负荷率为80%。工作面运输顺槽移动变电站选用一台KBSGZY-200/10，10/0.69kV，200kVA型矿用隔爆型移动变48、电站为运输顺槽的设备供电，负荷率为76%。工作面回风顺槽移动变电站选用一台KBSGZY-400/10，10/0.69kV，400kVA型矿用隔爆型移动变电站为回风顺槽的设备供电，负荷率为72%。运输顺槽掘进工作面移动变电站选用一台KBSGZY-500/10，10/0.69kV，500kVA型矿用隔爆型移动变电站为胶带顺槽掘进的设备供电，负荷率为76%。轨道大巷掘进工作面移动变电站选用一台KBSGZY-100/10，10/0.69kV，100kVA型矿用隔爆型移动变电站为轨道顺槽掘进的设备供电，负荷率为86%。在井下中央变电所设置2台KBSG-100/10 10/0.69kV 100kVA型干式49、变压器为2个掘进工作面局部通风机供电，负荷率55%，保障率100%。井下40kW及以上用电设备的控制开关选用QBZ、QJZ矿用隔爆型真空起动器；40kW以下设备选用QBD型矿用隔爆磁力起动器；煤电钻选用ZBM-4.0型矿用隔爆电钻变压器综合保护装置以127V供电。井下中央变电所的高压馈电线上，装设选择性的单相接地保护装置，供移动变电站的高压馈电线上，必须装设有选择性动作于跳闸的单相接地保护装置。井下低压馈电线上装设带有漏电闭锁装置。井下供配电电压为10kV、1140V、660V。煤电钻及照明灯具电压127V，由电钻或照明变压器综合装置供给。井下供电系统图见图C1222-261-4及C1222-50、261-5。4、井下电缆、照明选型井下10kV固定供电电缆选用MYJV22-8.7/10型矿用交联聚乙烯绝缘钢带铠装聚氯乙烯护套电力电缆，10kV移动供电电缆选用MYPYJ-6/10型矿用屏蔽监视电缆；掘进机供电电缆选用MCPJB-0.66/1.14 型采煤机电缆；工作面1140V供电电缆选用MYP-0.66/1.14型矿用橡套软电缆；其余660V供电电缆选用MYP-038/0.66型矿用橡套软电缆；煤电钻选用MZ-0.3/0.5型矿用电钻软电缆；井下照明选用MYQ-0.3/0.5型矿用轻型橡套软电缆。运输大巷、紧急避灾硐室、工作面进风顺槽及主要机电硐室设固定照明。固定照明电压127V，选用E51、XJ-18/127矿用隔爆型节能荧光灯具。灯具电源由ZBZ-4.0M 660/127V照明变压器综合装置供电。5、井下接地井下主、副水仓中各埋设一块2000mm400mm5mm钢板作为井下主接地极，各配电点处设局部接地极，通过电缆的接地芯线及铠装电缆金属外皮相互连接，构成井下总接地网，网上任一保护接地点测得的接地电阻值不超过2。每一个移动式和手持式电气设备至局部接地极之间的保护接地连接导线的电阻值不超过1。为防止雷电侵入井下，引入井下的金属部件均在井口处设可靠接地，且接地点不得少于两处。6、压风系统按矿井井下的用风量并结合“六大系统”文件精神要求装备空压机，并敷设压风管路至井下用风地点，为用风52、设备提供压缩空气。本矿井仅在井下主要巷道掘进工作面使用风动工具，同时考虑井下人员的用风量。鉴于紧急情况下矿井理应停止生产，大部分人员可能已经离开工作区域转移到避难硐室或进入逃生通道。因此，本设计参照井下避难硐室的用风量作为计算依据，即每人供风量不少于0.3m3/min，最大班下井人数为60人，则应急供风量为21.6m3/min设计选用AED132-24.2/8.5型螺杆空气压缩机2台。主要技术参数：排气量24.2m3/min，排气压力0.85Mpa；驱动电机为三相交流异步电机，380V，132kW，转速2980rpm；冷却方式为风冷。1台工作1台备用。主干线选用1084mm的无缝钢管，支线选用53、894mm的无缝钢管。沿主斜井敷设至井下回采工作面顺槽及掘进工作面供压风设备，管路上设有压风自救器配用2台风包，每台容积为2.5m3，风包上装有压力表及安全阀，在风包排风管路上装有释压阀。空压机房距离矿井10kV主变电所约180m左右，空气压缩机双回路380V电源分别引自矿井10kV变电所380V不同母线段，一回电源停止供电时，另一回路能够保证空气压缩机房负荷的运行。电动机及电控设备与空压机设备为一体化，由厂家成套供货，冷却系统随机配套。第五节 主要建筑工程一、主要工业建筑物与构筑物结构特征本次改扩建主要建（构）筑物为新建，工业场地新建包括主斜井井口房、主井井口房至转载站带式输送机栈桥、转载站54、转载站至筛分间带式输送机栈桥、筛分间、筛分间至1号机头房带式输送机栈桥、1号机头房、筛分间至2号机头房带式输送机栈桥、2号机头房、封闭储煤场、机修车间、地磅房、石灰消化车间、高位翻车机房、器材库、器材棚、消防材料库、矿井工业场地10kV主变电所(主斜井)、副井场地10kV变电所、主斜井绞车房、副立井绞车房、空压机房（主斜井）、风井场地10kV变电所、工业场地生活地面消防供水系统、井下水处理站、生活污水处理站、主斜井空气加热室、副立井空气加热室、主井场地锅炉房、副井场地锅炉房。1、主斜井井口房：18.0m12.0m，采用钢筋砼框架结构，柱下钢筋砼单独基础，加气混凝土砌块围护。2、主井井口房至转55、载站带式输送机栈桥：断面3.0m2.5m，水平长34.6m。采用钢筋砼框架结构，柱下钢筋砼单独基础，轻钢结构围护。3、转载站：6m6m，采用钢筋砼框架结构，柱下钢筋砼单独基础，加气混凝土砌块围护。4、转载站至筛分间带式输送机栈桥：断面3.0m2.5m，水平长75.0m。采用钢筋砼框架结构，柱下钢筋砼单独基础，轻钢结构围护。5、筛分间：24.0m7.0m，采用钢筋砼框架结构，柱下钢筋砼单独基础，加气混凝土砌块围护。6、筛分间至1号机头房带式输送机栈桥：断面3.0m3.0m，水平长60.0m。采用钢结构，柱下钢筋砼单独基础，轻钢结构围护。7、1号机头房：6.0m6.0m，采用钢筋砼框架结构，柱下钢56、筋砼单独基础，加气混凝土砌块围护。筛分间至2号机头房带式输送机栈桥：断面3.0m3.0m，水平长80.0m。采用钢结构，柱下钢筋砼单独基础，轻钢结构围护。9、2号机头房：6.0m6.0m，采用钢筋砼框架结构，柱下钢筋砼单独基础，加气混凝土砌块围护。10、封闭储煤场：88.0m55.0m，采用钢结构，柱下钢筋砼单独基础，彩钢结构围护。11、机修车间：48.0m18.0m，采用钢排架结构，柱下钢筋砼单独基础，保温板围护。12、地磅房：12.0m3.6m，采用砖混结构，毛石条基。13、石灰消化车间：12m8m，采用砖混结构，毛石条基。14、高位翻车机房：12.0m8.0m，采用砖混结构，毛石条基。157、5、器材库：22.0m15.0m，钢排架结构，钢筋混凝土独立基础，保温板围护。16、器材棚：15.0m8.0m，钢排架结构，钢筋混凝土独立基础，保温板围护。17、消防材料库：8.0m5.0m，采用砖混结构，毛石条基。18、矿井工业场地10kV主变电所(主斜井)：25.0m12.0m，采用砖混结构，毛石条基。19、副井场地10kV变电所：25.0m12.0m，采用砖混结构，毛石条基。20、主斜井绞车房：18m12m，采用钢筋砼框架结构，柱下钢筋砼单独基础，加气混凝土砌块围护。21、副立井绞车房：16.0m12.0m，采用钢筋砼框架结构，柱下钢筋砼单独基础，加气混凝土砌块围护。22、空压机房（主斜58、井）：12.0m6.5m，采用砖混结构，毛石条基。23、风井场地10kV变电所：16.0m9.0m，采用砖混结构，毛石条基。24、主斜井空气加热室：9.96.64.2m（H），采用砖混结构，毛石条基25、副立井空气加热室：9.96.94.2m（H），采用砖混结构，毛石条基26、主井场地锅炉房：18.916.16.3(H)，采用砖混结构，毛石条基。27、副井场地锅炉房：21.019.86.9(H)，采用砖混结构，毛石条基。28、工业场地生活、地面消防供水系统建筑（1）泵房：186.67.5m，地下为4m，地上为3.5m，采用砖混结构，毛石条基。（2）生活消防清水池：V1000m3(15.915.59、94.0m)，采用钢筋砼箱形结构。29、井下水处理站（工业场地生产、场地绿化、井下消防洒水供水系统）（1）调节池V=200m3，尺寸为：9.66.33.5m，采用钢筋砼箱形结构。（2）综合净化间：2196.35，采用砖混结构，毛石条基。（3）井下消防洒水清水池两座：V=300m3 (13.96.93.5m)，采用钢筋砼箱形结构。30、生活污水处理站 （1）格栅井：2.50.62.25m，采用钢筋砼箱形结构。（2）调节池：V40m3 (3.63.63.5)，采用钢筋砼箱形结构。（3）综合净化间：内设值班室、配电室及风机房等，尺寸10.84.53.5m，采用砖混结构，毛石条基。新建工业建（构）筑物60、总建筑面积和体积：总建筑面积：20254.5m2、总建筑体积：157467.7m3。 二、主要行政生活福利建筑矿井工业场地行政、公共建筑面积，按矿井生产能力450kt/a，原煤生产在籍人数为364人，全矿职工在籍人数为433人，依据煤炭工业矿井设计规范指标可计算出各项建筑面积，为节约投资，结合当地实际情况，本次设计中不考虑居住区公共建筑及家属住宅，仅将单身宿舍设计工业场地内，单眷比按5：5计算，单身宿舍每人按15m2/人计算，单身职工为4330.5=216.5人。浴室按照生活习惯男浴采用淋浴和池浴，浴池面积每人按0.2 m2/人计算，池浴人数按每20人使用一个计算，淋浴器数量按5人/个；女浴全61、部采用淋浴，淋浴器数量按4人/个。更衣柜按照原煤生产在籍人员计算，井下工人每人两个，地面工人每人一个。主要行政与公共建筑，包括办公楼；单身宿舍；联合建筑；食堂，经核算能满足整合后使用要求。1、办公楼：46.8mx15.9m，采用钢筋砼框架结构，钢筋混凝土单独基础。2、联合建筑：49.0mx15.9m，采用钢筋砼框架结构，钢筋砼独立基础。3、食堂：33.0mx14.7m，采用砖混结构，毛石基础。4、单身宿舍：50.4mx15.6m，采用砖混结构，毛石基础。新增行政福利设施总建筑面积：2794.6m2、总建筑体积：35408.1m3。 浴室设备数量表序号项目名称单位计算数量采用数量备注1男浴池净面62、积m2900.2=18251入浴人数：（按原煤生产量大班人数的1.35倍计）总入浴人数=731.35=99（人）男职工入浴人数=990.9=90（人）女职工入浴人数=990.1=10（人）2入浴方式男职工淋浴、池浴各50%，女职工全部淋浴。男职工池浴人数：900.5=45（人）淋浴人数：男：900.5=45（人）女：10（人）3更衣柜：更衣柜以原煤生产在籍人数计，井下男职工每人2个，地面工人每人1个女职工每人1个。井下工人数216（个）地面男职工38（个）女职工人数=10（个）更衣室预留设计衣柜数增加30%的备用位置4男浴室设小便槽。女浴室设便池。2淋浴器个20其中：男淋浴器个455+452063、=11.2515女淋浴器个104=2.553洗脸盆7其中：男洗脸盆9030=35女洗脸盆1030=0.3324更衣柜635其中：男更衣柜（2162+38）1.3=611620 女更衣柜101=1015矿井不设居住区，职工住宅以商品房形式依托社会解决。 三、交通运输 （一）地区交通运输现状xx第一煤业有限公司井田位置地处xx县南部。区内包括xx村、东柏林村、南村、曹家沟四个行政村。距离xx市区约24km，距xx县直距约16km，行政区划隶属xx市xx县xx镇管辖，xx陵川公路从井田西部边界外5km处通过，北部紧靠xxxx公路。其间有乡级公路相通。交通运输条件十分方便。 （二）煤炭外运方式本矿井生64、产的煤炭，主要为地销煤，运输距离短，煤炭外运采用公路运输，运输车辆由地方运输部门和社会力量承担。 （三） 场外公路1、进场公路乡镇公路从该矿南侧通过，该公路完全可以满足本矿煤炭外运要求。2、风井公路风井场地位于工业场地南侧，风井场地东侧有一条乡镇公路通过，风井公路由风井场地入口与该公路相接，线路全长约135m，路面宽4m，路基宽7m，为泥结碎石路面。3、爆炸材料库及矸石场地公路排矸场位于主井工业场地西南侧约530m处的一条自然冲沟内。爆炸材料库场地位于副井工业场地东侧的一条山沟内，距矿井工业场地约580m。爆炸材料库公路和排矸道路由矿井工业场地接入，线路全长1500m，按山岭重丘四级公路设计，65、路面宽3.5m，路基宽4.5m，为泥结碎石路面。 （四）其它运输场内有汽车、窄轨及带式输送机三种运输方式。场内道路及铺砌场地采用20cm厚水泥混凝土高级面层、一般加固场地采用20cm厚泥结碎石面层加固，路面宽度为6.0m，路面内缘最小平曲线半径12.0m，最大路面纵坡8.0%，设计荷载等级：公路II级。窄轨担负材料上下井运输任务。四、 给排水工程 （一） 给 水1、用水标准及用水量根据矿井初步设计计算本矿用水量结果：本矿最大用水量为2117.20m3/d，其中生活用水量为322.44m3/d，一次消防用水量为745.20m3，井下消防、降、除尘用水量为1049.56m3/d；工业场地用水量统计66、表详见下表；井下消防、降、除尘用水量统计表详见副表。2、供水水源根据现有资料和矿井生产能力以及矿井用水特点，计划水源采用分质供水系统。工业场地用水水源由深水井泵房提升至工业场地生活消防水池，深水井日供水能力为100m3/d，水质、水量满足生活用水要求。工业场地生产及井下生产、消防洒水水源取自井下水处理站。井下排水经处理达标后回用。矿井正常涌水量600m3/d，矿井最大涌水量960m3/d，井下水处理站最大处理能力为960m3/d。 地面生活消防用水量统计表顺序用水项目用水人数用水标准用水量备注一昼夜最大班一昼夜（m3）小时不平衡系数最大小时（m3/h）计算流量（L/s）一生活用水1生活饮用水467、3345L/人班19.492.506.091.698h2淋浴用水20只淋浴器540L/只43.21.0010.834h3池浴用水25m2F0.7m701.008.752.438h4食堂用水43325L/人餐21.652.003.611.0012h5锅炉房补水蒸发量12t/h按40%计76.801.004.801.3316h6洗衣用水3137380L/kg37.561.504.701.3012h7其它用水按20%计53.74按17计小计1322.442.533.599.3324h二地面消防用水室内消防25L/S27090.0025.003h水幕系统12L/S43.243.2012.001h室外消68、防40L/S43214440.003h小计2745.2277.277.003h合计1067.64 井下消防、降、除尘用水量统计表 序号用水项目用水量(L/min)用水时间(h)水压(MPa)用水量(m3/d)备注1采煤机235.0124.0-7.0169.20采煤机N=730kW2移架喷雾35.0101.0-3.021.003煤电钻5.08大于0.24.802台4岩石电钻5.08大于0.24.802台5转载点喷雾15.0101.0-3.018.006运输、回风大巷喷雾2.4n241.0-3.017.28同一时间使用5个7采区喷雾2.4n161.0-3.06.90同一时间使用3个8给水栓20n369、0.3-0.528.80同一时间使用8个9煤层注水28.2510掘进机喷雾80.0100.1-0.596.002台11装煤前洒水及冲洗18-301-20.2-0.43.6012消火栓45060.35-0.5162.0013黄泥灌浆耗水314.00小计874.63合计富余系数为1.201.31049.563、给水系统及主要构筑物和设备选型根据以上水源选择，将给水系统分为：生活消防供水系统和处理后井下水供水系统。（1）生活消防给水系统：矿井地面各建筑室内消火栓系统供水为独立供水系统，采用常高压制，由水源深水井提升至工业场地生活室内消防清水池（V=1000m3，分成两格），平时及火灾初期前10分钟消70、防水量及水压由DLC气体顶压应急消防给水设备保证供给，消防时由室内消防水泵供给。矿井地面生活供水系统由生活供水设备加压供给，与室外消防合用管网。矿井地面室外消防，由水源深水井提升至工业场地生活、消防清水池（V=1000m3，分成两格），由室外消防水泵供给各室外消防用水点。工业场地消防最大消防用水量按封闭式储煤场计算，室外消火栓流量按40L/s，室内消火栓流量按25L/s，水幕系统设计流量按12L/s计算，室外消火栓系统火灾延续时间3h，室内消火栓系统火灾延续时间3h，水幕系统火灾延续时间按1h计算，则一次消防用水量为745.2m3。给水流程：水源生活、消防清水池生活供水设备工业场地各生活用水点71、；水源生活、消防清水池室外消防水泵工业场地各室外消防用水点；水源生活、消防清水池室内消防供水设备工业场地各室内消火栓系统。给水系统图如下：主要构筑物和设备选型如下： 生活、消防清水池：一座，V=1000m3，矩形钢筋砼，尺寸为：15.915.94.0m。 泵房：一座，尺寸为：186.67.5m(长宽高)，其中H：地下为4m，地上为3.5m。内设主要设备为：a、DLC气体顶压应急消防给水设备DLC0.7/4024一套。配用生活泵两台，型号SLSD80315，Q=17.532.5m3/h，H=32.530.5m，N=5.5kW，一用一备；配用室外消防水泵二台，型号XBD4.0/40150DL，Q=72、144m3/h，H=40m，N=30kW，一用一备；配用室内消防水泵二台，型号XBD8.0/40150DL，Q=144m3/h，H=80m，N=45kW，一用一备。b、消毒装置一套，型号KL50，Q=50g/h，N=1.5kW。c、排水泵：一台，型号50WQ，Q=15m3/h，H=14m，N=2.2kW。工业场地生活消防管网采用环状布置，管材选用PE给水管，钢塑法兰连接，管道均采用直接埋地敷设，管道埋设深度为1.00m左右。（2）处理后井下水供水系统处理后井下水供水系统水源取自井下排水。井下排水提升至地面井下水处理站调节池，由提升泵送至净水器，经混凝、沉淀、过滤、消毒后，进入井下消防洒水清水池73、后供给井下消防洒水和地面绿化等使用，全部回用。井下消防洒水经管道自流进入井下。地面生产、绿化用水等由清水泵直接加压供给。流程如下：井下排水调节池净水器井下消防洒水清水池（V=300m3） 自流进入井下消防洒水管网，全部回用。井下水处理站处理能力960m3/d，其主要构筑物及设备如下：调节池：一座，V=200m3，矩形钢筋混凝土水池，尺寸为：9.66.33.5m。净化间：一座，砖混结构，平面尺寸为：2196.35m。A、污水提升泵：两台，型号50WQ20151.5，Q=20m3/h，H=15m，N=1.5kW；B、净水器：两台，型号FXZ20，Q=20m3/h；C、反冲洗泵，二台，一用一备。型号74、65WQ（I）50154，Q=50m3/h，H=15m，N=4kW；D、加药装置：两套。型号JY1000，N=1.5kW；E、二氧化氯发生器：一台。型号ZSH00200，N=1.0kW；井下消防洒水清水池：两座，V=300m3，矩形钢筋混凝土水池，尺寸为：13.96.93.5m。井下水处理工艺流程如下： （二）排 水1、概述矿井排水主要来源于：生活污水，洗澡污水，生产废水及矿井涌水。矿井最高日排水量约为826.67m3/d，其中生活污水排放量为226.67m3/d，矿井井下废水排放量为600m3/d。采暖期水量平衡图见下图，非采暖期水量平衡图见下图。食堂污水含油脂较多，设隔油池进行预处理，卫生75、间排水主要成分为有机物及悬浮杂质。井下排水提升至地面经处理站处理达标后全部回用。生活污水经管道收集后送生活污水处理站处理达标后用于井下消防洒水和黄泥灌浆用水。2、排水系统工业场地雨水与生活污水分流排放。（1）雨水系统工业场地雨水由明沟分散排出。（2）生活污水系统矿井生活污水管网污水处理站井下消防洒水和黄泥灌浆。3、室外排水管道室外排水管道采用聚乙烯双壁波纹管，橡胶密封圈承插式接口，管顶最小埋深为1.00m。4、污水处理站当地环保部门要求矿井生活污水经二级处理后排放。本着环境保护的精神，对矿井生活污水采取生化处理。工业场地生活污水集中排至污水处理站处理后排放，污水处理站处理能力为20m3/h，其76、原水水质指标：BOD5=180mg/L，SS=200mg/L。（1）污水处理站工艺流程如下：鼓风机MDS污水处理装置污水格栅调节池提升泵初沉池接触氧化池二沉池消毒接触池排放 污泥外运污泥消化池（2）污水处理设备及构造物A、格栅：设FH500型格栅除污机1台，电机N=1.1kW，格栅宽500mm。格栅间尺寸为：LBH=434（m）。B、调节池：40m3钢筋混凝土水池1座。水池尺寸为：LBH=3. 63.63.5（m）。C、提升泵：40QW(I)10151.1型潜污泵两台。参数：Q=10m3/h，H=15m，N=1.1kW。D、污水处理装置：MDS10型污水处理装置2台，每台处理水量10m3/h。77、处理后水质指标满足井下消防洒水水质指标要求。 三、室内给排水（一）给水工业场地内的建筑物用水设备所需的水量、水压由室外生活供水管网保证供给。矿井各建筑物内根据需要设置有给水排水设施，在有关建筑物内按照建筑设计防火规范要求设有消防设施。对于生产过程中产生粉尘的环节，均设有洒水装置，作为灭尘和冲洗使用，并设置相应的排水设施。（二）热水工业场地浴室供矿区工人入浴。热水系统如下：1、浴室池浴系统热媒（0.2MPa饱和蒸汽）冷水管换热器池浴给水管（42）2、浴室淋浴系统热媒（0.2MPa饱和蒸汽）冷水管换热器浴室淋浴给水管（38）以上浴室池浴、淋浴系统中的热媒均循环使用，不与洗浴水直接接触，以保证洗浴水78、水质不受污染。3、换热设备浴室池浴热水温度为42，由锅炉房内两台换热设备供给；浴室淋浴热水温度为38，采用单管淋浴系统，以节省能源，淋浴热水由换热间内两台换热设备供给。热媒温度为0.2MPa饱和蒸汽。换热设备均设在工业场地锅炉房换热间内。（三）排水室内生活污水、生产废水自流排出，地下室排水采用集水坑及污水泵提升排至室外，以防倒流。（四）给排水管道给水、热水管采用热浸镀锌钢管，丝扣连接；排水管采用排水PVC管道，胶粘连接。 四、消防及洒水（一）地面消防工业场地各建筑室内消防采用常高压制。其消防水量储存在各工业场地内的消防清水池内，火灾时启动消防水泵灭火。工业场地井口房、器材库、矿井修理车间、筛分79、间、封闭式储煤场、联合建筑、单身宿舍等建筑物需设室内消防给水系统，其室内10分钟消防水量由DLC气体顶压应急消防给水设备保证供给。在变电所、油脂库、汽车库等不宜设水消防的地方，采用干粉灭火器，扑灭初期火灾。（二）井下消防洒水井下消防用水量为：7.5L/s，火灾延续时间按6小时计，一次消防用水量为162m3。消防水量储存在井下消防洒水水池内。井下用水采用生产、消防合用管网，管网由井下消防洒水清水池V300m3沿副立井引入井下，沿大巷成枝状布置，在管路超压的地点，采用减压阀减压，以满足井下各用水点水量及水压的要求。在设有供水管网的各条大巷及顺槽每隔50m，设置一个DN25的给水栓，为清洗巷道之用。80、在采掘工作面、输送机转载点和卸煤点等处设喷雾防尘装置。在井底车场、消防材料库、主变电所、避难硐室等处设消火栓。在回风巷上设置水幕，以净化空气；井下消防洒水管网采用无缝钢管，当DN50mm时采用快速接头连接；当DN50mm时采用丝扣连接，闸阀采用法兰连接；管网沿巷壁敷设，视现场安全、方便为宜。五、综合管线（一）管线种类工业场地工程管线包括有给水管、排水管、热力管、污水管；照明线、通信线及动力线等。（二）敷设方式给水管、排水管采用地下直埋；电力线则采用架空；电缆线采用地下直埋或电缆沟的方式。各种管线的最小埋深须大于其当地的最大冻土深度，热力管采用地沟敷设方式。第六节 技术经济指标矿井设计主要技术经81、济指标表顺序指标名称单位指标备注（1）（2）（3）（4）（5）11.11.21.3井田范围（1）东西长（2）南北宽（3）井田面积kmkmkm5.22.89.061122.12.22.32.4煤层可采煤层数可采煤层总厚度主采煤层厚度m煤层倾角层mm13.853.853-833.13.23.33.4资源/储量保有地质资源/储量工业资源/储量设计资源储量设计可采储量ktktktkt1501014928519324674煤类贫煤15号煤层55.15.25.35.4煤质灰份（原煤）硫份（原煤）挥发份（原煤）原煤发热量%MJ/kg25.572.9319.6025.534矿井设计主要技术经济指标顺序指标名称82、单位指标备注（1）（2）（3）（4）（5）66.16.2矿井设计生产能力年生产能力日生产能力kt/at/a450136377.17.2矿井服务年限设计生产年限其中：首采区aa4.20.988.18.2矿井设计工作制度年工作制度日工作班数天班330499.19.29.39.49.5井田开拓开拓方式水平数目水平标高大巷主运输方式大巷辅助运输方式个m主斜井副立井开拓1+1080.0胶带运输机矿车1010.110.210.310.410.4.110.4.210.4.3采区回采工作面个数掘进工作面个数采煤方法主要采煤设备采煤机支架刮板输送机个个12综采一次采全高MG300/730-WDZZ8000/2383、/45SGZ730/1601111.1矿井主要设备主斜井运输设备800mm胶带输送机矿井设计主要技术经济指标顺序指标名称单位指标备注（1）（2）（3）（4）（5）11.211.311.411.5副立井运输设备主通风设备主排水设备压风设备2JK-2.5/31.5FBCDZ-8-No19CMD46305AED132-24.2/8.51212.1地面运输场外公路长度1313.113.1.113.1.213.1.3建设用地用地总面积其中：工业场地 绿化占地面积 场地利用系数hm2hm2hm28.486.101.2220%1414.114.2地面建筑工业建筑（构）物总体积建筑物总面积m3m220254.84、51574671515.115.1.115.1.215.2人员配置在籍员工总人数其中：生产员工下井人员原煤生产率4332732165.01616.116.1.116.1.2项目投资建设项目总投资其中：井巷工程地面建筑工程万元万元万元19391.975811.043523.69矿井设计主要技术经济指标顺序指标名称单位指标备注（1）（2）（3）（4）（5）16.1.316.1.416.1.516.1.616.1.716.1.816.1.916.1.1016.1.1116.216.2.1设备及工器具购置安装工程其他费用基本预算费静态总投资涨价预备费建设期贷款利息项目总造价（动态投资）铺地流动资金吨煤85、投资其中：吨煤静态投资万元万元万元万元万元万元万元万元万元元/t元/t5095.441479.111557.511175.9218642.71 343.8818986.59405.38430.93414.281717.117.2原煤成本与售价原煤生产成本原煤平均售价元/t元/t211.225501818.118.2项目建设期建设工期项目投产至达产的时间月a15.921919.119.219.319.419.519.619.7财务评价主要指标财务内部收益率财务净现值（税后）投资回收期（税后）投资利润率（税后）投资利税率（税后）贷款偿还期（税后）盈亏平衡点%万元a%a%50.112872.882.86、9156.8174.823.00第二章 矿井地质及水文地质第一节 煤系地层一、煤层特征（一）煤层：1、含煤性本井田含煤地层主要分布于石炭系上统太原组（C3t），太原组（C3t）地层平均总厚度96.03m，含煤810层，煤层平均总厚度5.69m，含煤系数为5.93%。2、可采煤层（1）9号煤层位于太原组上部，下距14号煤层27.45-42.38m，平均35.36m。煤层厚度0-2.65m，平均厚度0.79m，本次施工钻孔仅ZK2、ZK7、ZK8、ZK9、补4及补5孔可见，其中ZK2和ZK8为采空的可采见煤点，且见煤点集中于东柏林村西北部，且本地段9号煤层存在较大面积蹬空区。煤层顶板为泥岩、砂质泥87、岩。底板为黑灰色泥岩、砂质泥岩。该煤层全井田局部可采，结构简单，但厚度变化大，层位不稳定。属不稳定的局部可采煤层。（2）15号煤层位于太原组一段下部，上距K2标志层0.95-12.05m，平均3.85m。煤层一般不含夹矸，局部夹1层夹矸，厚度变化不大，层位稳定。煤层厚度3.00-4.65m，平均厚度3.85m。除ZK5、补7号孔因剥蚀原因未见15号煤层，其余钻孔均为15号煤层可采见煤点，且仅ZK2、ZK6、补3、补5、补8号孔未采空，其中补8号孔。区内15号煤层开采历史悠久，采空区分布较多，剩余保有储量基本赋存于北部原开花山煤矿一带，西部原xx煤矿一带，及井田东部南村、曹家沟村一带。井田东北部88、存在2块煤层剥蚀区，面积约为2.119km2。该煤层顶板岩性以灰黑色泥岩、砂质泥岩为主，底板岩性以灰黑色泥岩、砂纸泥岩、灰色含铝泥岩为主，局部粉砂岩。 可采煤层特征表 煤系煤层编号煤层厚度（m）煤层结构顶板岩性底板岩性稳定程度可采性最小-最大平均矸石层数类别太原组153.00-4.653.850-1简单K2灰岩泥岩砂质泥岩稳定全区可采3、煤层对比（1）对比方法及依据井田内含煤地层沉积相对稳定，岩性组合及地球物理特征规律明显，煤层、标志层自身特征较为显著，分布广泛，这就为煤层对比提供了可靠的地质依据。本次主要采用的是标志层及层间距法，特殊层段辅以物性特征，结合岩性组合规律，沉积环境分析，以及岩矿89、煅烧、古生物等予以合理解释。（2）各煤层对比标志8号煤层：下距9号煤层顶板泥岩10.10m，视电阻率为中阻，自然伽玛曲线呈低异常反映，中部一层夹矸为泥岩，在自然伽玛曲线上呈高幅值反映。9号煤层：位于K4石灰岩上3.21-6.80m，平均4.55m。顶板常为泥岩。14号煤层：K2石灰岩下伏。对比可靠。15号煤层：上距14号煤层0.45-11.45m，平均为3.49m，其顶板多为砂质泥岩及钙质泥岩，产大量小个体已黄铁矿化的腕足动物化石，为良好的对比标志，对比可靠。（二） 煤质： 1、物理性质煤的物理性质及宏观煤岩类型本井田15号煤层呈黑色，条痕为黑色，金刚光泽，参差状阶梯状断口，内生裂隙发育，见90、垂直裂隙，15号煤层裂隙中充填有方解石。15号煤层充填物多为黄铁矿散晶及方解石细脉。层状构造，条带状结构。15号煤层视(相对)密度为1.52t/m3，真(相对)密度为1.60 t/m3。15号煤层以亮煤为主，暗煤次之，夹镜煤条带，见少量丝炭，为透镜状，局部见细条带状粘土，15号煤层含少量含黄铁矿结核及散晶。为半亮型煤。2、煤的化学性质、工艺性能本次对施工钻孔均采取15号煤芯煤样，由xx煤炭地质研究所做了检验。B6号钻孔15号煤层风氧化，检验结果不进行汇总。井田内15号煤层化验指标汇总见表1-2-3。现将15号煤层的煤质特征分述如下：(15号煤层灰分、硫分、发热量质量分级按GB/T15224.191、-2004、GB/T15224.2-2004、GB/T15224.3-2004进行)。15号煤层原煤水分（Mad）为0.92%-4.83%，平均3.49%，浮煤水分（Mad）为0.62%-0.82%，平均0.75%。原煤灰分（Ad）为19.52%-31.18%，平均25.57%，为中灰高灰煤。浮煤灰分（Ad）为5.76%-6.97%，平均6.31%。原煤挥发分（Vdaf）为15.73%-24.66%，平均19.60%，浮煤挥发分（Vdaf）为11.81%-12.89%，平均12.35%，为低挥发分煤。原煤硫分(St，d)为1.93%-4.93%，平均2.93%，为中高硫高硫煤。浮煤硫分(St，92、d)为0.92%-5.28%。平均2.64%。 煤层煤质化验汇总表 煤层号15工业分析Mad(%)原0.92-4.833.49 (7)浮0.62-0.820.75 (6)Ad(%)原19.52-31.1825.57 (7)浮5.76-6.976.31 (6)Vdaf(%)原15.73-24.6619.60 (7)浮11.81-12.8912.35 (6)有害成分St，d(%)原1.93-4.932.93 (5)浮0.92-5.282.64 (5)Pd(%)原0.009-0.0110.010 (2)浮发热量Qgr，d(MJ/kg)原23.221-26.97724.725 (6)浮32.630-393、3.46733.049 (2)粘结指数(GR，I)浮0.00元素分析(浮)Cdaf(%)87.54-90.0388.60 (3)Hdaf(%)3.73-4.834.15 (5)Odaf(%)1.60-3.332.20 (3)Ndaf(%)0.84-1.020.95 (4)煤灰成分分析(原)SiO2+AL2O3+TiO2 (%)43.37-83.8963.63 (2)Fe2O3+CaO+MgO+K2O+Na2O (%)11.56-33.4222.49 (2)ST()1220-13101265 (2)视(相对)密度1.51-1.531.52 (2)浮煤回收率(%)18.18-45.0031.59 94、(2)煤类PM注：括弧内为统计点数 从各种硫测试结果看15号煤层以有机硫为主，其次为硫化物硫。因此，洗选后煤中硫分含量略有升高。 15号煤层各种硫测试结果统计表 煤层号Sp，d（%）Ss，d（%）So，d（%）15号煤原煤1.231.670.02（4）0.333.681.48（4）1.22（4）浮煤0.260.990.000.040.624.020.46（4）0.01（4）1.51（4）注：括弧内为统计点数 元素分析15号煤层碳(Cdaf)含量变化在87.15%-89.87%之间，氢(Hdaf)含量变化在3.73%-4.72%之间，氧(Odaf)含量变化在1.60%-2.75%之间，氮(Nda95、f)含量变化在0.96%-1.32%之间。煤中有害元素磷：15号煤层原煤磷(Pd)含量变化在0.009%-0.011%之间，平均为0.010%，为特低磷-低磷分煤。氟：15号煤层氟（F）含量变化在179.0-372.0(10-6)之间，平均为295.0(10-6)。氯：15煤层氯（Cl）含量变化在0.009%-0.055%之间，平均为0.038%，为特-低氯煤。砷：15号煤层砷（As）含量变化在1.0-2.0(10-6)之间，平均为1.7(10-6)，为一级含砷煤。煤的工艺性能煤灰成分分析：9号、15号煤层煤灰成分以酸性二氧化硅(SiO2)和三氧化二铝(Al2O3)为主，其次为碱性三氧化二铁(96、Fe2O3)、氧化钙(CaO)、氧化镁(MgO)等成份。9号煤层二氧化硅(SiO2)+三氧化二铝(Al2O3)含量平均值为64.13%。15号煤层二氧化硅(SiO2)+三氧化二铝(Al2O3)含量平均值是63.63%。煤层煤灰成分测试分析结果见表。根据煤灰成分计算：9号煤层碱酸比为0.37，结渣指数为0.77，结污指数为0.21。15号煤层碱酸比为0.35，结渣指数为1.04，结污指数为0.04。煤灰熔融性：煤层煤灰成分含量不同，其煤灰软化温度（ST）也不等，按MT/T853-2000煤灰熔融性分级标准，5号煤层为中等软化温度灰。煤灰熔融性试验结果见表。 15号煤层煤灰成分、灰熔融性表统计结果97、表 煤层煤 灰 成 分 （%）SiO2Al2O3Fe2O3 CaOMgOTiO215号煤层26.75-53.9540.35 (2)16.06-28.8422.45 (2)4.09-7.075.58 (2)2.90-28.4015.65 (2)0.52-0.580.55 (2)0.56-1.100.83 (2) 15号煤层煤灰成分、灰熔融性表统计结果表 煤层煤 灰 成 分 （%）煤灰融性煤灰熔融性分级SO3Na2OK2O软化温度ST（）15号煤层2.07-18.4210.25 (2)0.09-0.14 0.12 (2)0.26-0.930.60 (2)1220-1310 1265 (2)中等软化98、温度灰注：括弧内为统计样点数煤的粘结性15号煤层粘结指数为0，依据烟煤粘结指数分级（MT/T596-xx），15号煤层属不粘结煤。煤的热稳定性15号煤层热稳定性(TS+6)为66.83%，属中低热稳定性煤。煤的可磨性据xx第一矿采样测试，15号煤层哈氏可磨性指数为91，属易磨煤。煤的固定碳15号煤层原煤固定碳(FCd)含量变化为52.67%-66.08%，平均59.87%，属低固定碳-中高固定碳煤。浮煤固定碳(FCd)含量变化为81.26%82.98%，平均82.12%。煤的发热量15号煤层原煤空气干燥基低位发热量(Qnet，ad)变化在21.529-23.630MJ/kg之间，浮煤空气干燥基99、低位发热量(Qnet，ad)为31.635-32.264MJ/kg之间，原煤干基高位发热量(Qgr，d)变化在23.221-26.977MJ/kg之间，浮煤干基高位发热量(Qgr，d)为32.630-33.467MJ/kg之间，15号煤层属中热值-高热值煤。（三） 顶、底板岩性：15号煤层顶底板岩石物理力学性质试验结果见表。1、15号煤层顶板伪顶：岩性为泥岩，黑色，薄层状，厚度0.00-0.30m，属软岩。直接顶：岩性为石灰岩，位于太原组下部，厚度大层位稳定。K2灰岩厚5.13-12.43m，平均厚7.45m。属于稳定顶板。石灰岩：灰灰黑色，块状，厚度5.13-12.43m，平均厚7.45m。100、自然抗压强度为30.7-63.7MPa，平均47.2 MPa；饱和抗压强度为29.3-49.7MPa，平均39.5 MPa。抗拉强度为2.05-3.22MPa，平均2.65 MPa。抗切强度为3.22-5.41MPa，平均4.27MPa。软化系数为0.92-0.93，平均0.93。属坚硬性岩石。2、15号煤层底板直接底板：岩性为铝质泥岩、砂质泥岩等，厚度及岩相变化较大，层位不稳定。铝质泥岩：灰黑色，块状，厚度2.10-4.50m，平均厚2.68m。自然抗压强度为13.8-15.4MPa，平均14.6 MPa；饱和抗压强度为7.9-11.9MPa，平均9.9MPa。抗拉强度为0.59-0.75M101、Pa，平均0.67MPa。抗切强度为1.00-1.37MPa，平均1.20MPa。软化系数为0.68，属软岩。砂质泥岩：深灰色，灰黑色，厚层状，厚度1.58-4.25m，平均厚2.24m。自然抗压强度为5.8-14.0MPa，平均9.7MPa；饱和抗压强度为6.5-8.9MPa，平均8.0 MPa。抗拉强度为0.41-0.68MPa，平均0.53MPa。抗切强度为0.80-1.33MPa，平均1.04 MPa。软化系数为0.82。属软岩。老底：中、细粒砂岩，厚度及岩相变化较大。属半坚硬-坚硬岩石。 15号煤层顶底板岩石物理力学性质试验结果统计表 层位岩石名称力 学 性 质抗拉强度（MPa）抗压102、强度（MPa）抗切强度（MPa）软化系数干燥饱和15号煤顶板石灰岩2.05-3.222.6530.7-63.747.229.3-49.739.53.22-5.414.270.92-0.930.9315号煤底板铝土泥岩0.59-0.750.6713.8-15.414.67.9-11.99.91.00-1.371.200.6815号煤底板砂质泥岩0.41-0.680.535.8-14.09.76.5-8.98.00.80-1.331.040.823、15号煤层顶底板工程地质条件15号煤层顶板，在垂向上，岩性为坚硬、软弱、半坚硬互层的岩石；在水平方向上，岩相变化较小，工程地质条件相对较好。15号煤层103、下伏底板岩性在垂向上从直接底到老底为软弱半坚硬坚硬岩石，其下为软弱的岩石；在水平方向上，岩相变化较大，工程地质条件相对较差。二、 瓦斯、煤尘爆炸性、煤的自燃发火性以及地温地压情况 （一）瓦斯1、矿井瓦斯据长煤局发201029号文，关于xx年度年产30万吨以下矿井瓦斯等级鉴定结果批复：xx年xx县五谷山煤矿15号煤层瓦斯绝对涌出量为0.81m3/min，相对涌出量为4.10m3/t，二氧化碳(CO2)绝对涌出量为0.94m3/min，相对涌出量为4.76m3/t，属低瓦斯矿井。2、钻孔瓦斯本次施工用解吸法采15号煤层瓦斯样1件。井田内15号煤层瓦斯含量与成分测定结果统计见表。由表可知，井田内15104、号煤层甲烷含量较低，15号煤层以甲烷为主，氮气和二氧化碳次之，重烃微量。 15号煤层甲烷含量、瓦斯成分测定结果统计表煤层编号瓦 斯 含 量瓦斯成分CH4CO2N2C2-C8CH4(%)CO2(%)N2(%)C2-C8(%)ml/g(空气干燥基)ml/g(干燥无灰基)ml/g(空气干燥基)ml/g(干燥无灰基)ml/g(空气干燥基)ml/g(干燥无灰基)ml/g(空气干燥基)ml/g(干燥无灰基)151.501.650.070.070.650.720.0000.00079.734.9515.320.00015号煤层中甲烷含量为1.65ml/g.（干燥无灰基），成分为79.73%；二氧化碳含量为0105、.07ml/g.（干燥无灰基），成分为4.95%；氮气含量为0.72ml/g.（干燥无灰基），成分为15.32%。根据所测瓦斯成分分析，本井田15号煤层瓦斯分带为氮气甲烷带。综上所述，本井田15号煤层甲烷含量低。15号煤层瓦斯成分以甲烷为主，其次为氮气和二氧化碳，重烃微量。本井田15号煤层瓦斯分带为氮气甲烷带。煤尘爆炸性及煤的自燃发火性本次施工在2、6号孔采15号煤层煤尘爆炸性试验。结果表明15号煤层有爆炸性危险。 15号煤层煤尘爆炸性鉴定表 采 样 地 点煤层号工业分析(%)爆炸性实验鉴定结论Mad(%)Ad(%)Vdaf(%)St，d(%)火焰长度(mm)抑制煤尘爆炸最低岩粉量(%)215106、4.2623.1324.663.810煤尘没有爆炸性6153.1819.5220.014.10510煤尘有爆炸性开花山煤矿151.7120.9916.373.961035煤尘有爆炸性本次施工在2、6号孔采取15号煤层进行了自燃倾向性检测，从表可看出，15号煤层自燃倾向等级为类，属容易自燃煤层。据本次调查及以往矿山生产情况看，区内15号煤层不存在火区。 9、15号煤层自燃倾向性鉴定表采样地点煤层号工 业 分 析(%)吸氧量自燃倾向等级煤炭自燃倾向性Mad(%)Ad(%)Vdaf(%)St，d(%)cm3/g2154.2623.1324.663.810.84类容易自燃6153.1819.5220.107、014.100.92类容易自燃开花山煤矿151.7120.9916.373.960.7823类自燃地温地压据矿方调查及相邻矿井多年开采的实际情况，未发现有地温和地压异常现象，本井田应属地温和地压正常区。第二节 矿井地质 一、矿井地质地层本井田地层几乎全部为第四系黄土所覆盖，二迭系下统下石盒子组（P2x）、xx组（P2s）及石炭系上统太原组（C3t）地层出露于井田西部及西北部边界，3号煤层及15号煤层于井田北部出露。根据钻孔揭露情况对地层进行判断，现从老到新叙述于下：1、奥陶系中统峰峰组（O2f）为煤系之基底，岩性主要为厚层状浅灰色海相石灰岩，岩性致密坚硬，灰岩中常含泥质及铁质而呈土黄或浅红色斑108、点，顶部含泥岩，石灰岩角砾，局部可见白云岩。本组厚度大于100m，据邻区xx煤业有限公司井田内水文孔揭露，峰峰组厚度143.05m。物性反映突出：电阻率、密度都以很高幅值反映，自然伽玛曲线以最低幅值反映；在与本溪组交界处，电阻率、密度曲线明显抬升，自然伽玛曲线则有一明显下降台阶。2、石炭系中统本溪组（C2b）本组地层假整合于奥灰岩侵蚀面之上，所见厚度0.658.65m，均厚4.87m，岩性以灰、浅灰色铝土质泥岩为主，局部含泥岩及砂岩，偶夹薄煤层。铝土泥岩细腻，有滑感，具鲕状结构。底部多为鸡窝状铁矿层（xx式铁矿）。物性特征以铝质泥岩在自然伽玛曲线上是全孔最高幅值反映为本组突出标志。3、石炭系上109、统太原组（C3t）连续沉积于本溪组地层之上，底部以一层砂岩或砂质泥岩与下伏本溪组地层分界。全组厚82.74113.73m。平均厚96.03m。为一套典型的海陆交互相沉积，岩性多由灰岩、泥岩及不同粒度的砂岩和煤层组成。四层灰岩既为可靠的标志层，又是主要含水层。4、二迭系下统xx组（P1s） 本次野外施工钻孔布置均在二迭系下统xx组（P1s）地层露头以东，钻孔施工过程中无明显标志显示揭露xx组地层。据邻区资料及野外踏勘资料显示，区内本组地层接受剥蚀后保存较薄，厚度为0-30m，平均厚度约8m。主要由灰黑浅灰色泥岩、砂质泥岩、泥质细砂岩、灰白色中、细粒砂岩及煤层组成。与下伏地层呈整合接触。5、二迭系110、下统下石盒子组（P1x ）据井田西部边界附近露头显示本组岩性主要为深灰灰黑色砂质泥岩、泥岩，局部为粉砂岩，完全或部分接受剥蚀，据区域及野外踏勘资料显示其厚度为0-35m，平均厚度约18m。底部为浅灰-灰白色中、细粒长石石英杂砂岩(K8)，局部为粗砂岩或粉砂岩。与下伏地层呈整合接触。本组系上三角洲平原-冲积平原沉积。6、第四系（Q）直接覆盖于各老地层之上，呈角度不整合接触，厚4.1017.65m，平均厚度为9.19m。顶部为黄色植耕土，中下部为黄、棕黄等粘土、亚粘土及砂土层，夹钙质结核，具虫孔及空隙。在电阻率曲线上为幅值极低（接近于零线）而平缓，密度和自然伽玛曲线的幅值低而平、在与下伏地层交界处111、出现一快速上升的台阶，整体幅值基线低于下伏地层。以上各组段地层厚度，除钻孔未揭露的二迭系下统下石盒子组（P1x）及二迭系下统xx组（P1s）外，均为本次施工9钻孔资料统计结果。井田构造本区属沁水复式向斜东翼与太行复式背斜西翼的过渡区，晋获褶断带的东侧。区域构造线方向与地层总体走向一致，即北北东向。井田内地层总体呈向西倾斜的单斜构造，在此基础上发育次一级宽缓的褶曲。区内大面积黄土覆盖，本次勘探工作揭露区内4条隐伏褶曲构造分述如下：S1向斜：总体形态为轴向北偏东10-60向斜构造，向西倾伏，两翼倾角平缓一般46，仅原xx煤矿一带两翼变陡，局部达20，此向斜构造贯穿全区。S2背斜：轴部由ZK4号钻孔112、西侧经过，向北延伸约100m左右尖灭，倾角平缓，一般为4-8，轴向北偏东2030。S3向斜：轴向近南北向，轴部由原五谷山煤矿西部北西向延伸至原天xx煤矿并尖灭。两翼平缓，倾角一般24。S4背斜：轴向为北偏西3040的背斜构造，总体产状向西倾伏，两翼平缓，倾角一般为26。井田内南部有两条正断层，即F1、F2，均为原矿方井巷生产过程中揭露。F1正断层走向近东西，长约340m，倾角向南，倾角70。断距14m。F2正断层走向近东西，长约640m，倾角向南，倾角72。断距25m。本次施工中位于本井田北部，原xx村开花山煤矿西部的补1号孔揭露一处陷落柱，此外区内以往及本次工作中未发现其它陷落柱及岩浆侵入现113、象。井田内构造属简单类型，为一类。第三节 水文地质一、井田水文地质条件1、地表水井田位于xx盆地东部山区，地貌形态属中低山区。地势呈北部、西部高，南部、中部低，最高点位于井田西部山脊，海拔1312.90m，最低点位于井田东部冲沟中，海拔1110m，最大相对高差202.90m。井田内无常年性河流及大的地表水体。沟谷中建有拦河坝，平时干涸，雨季短暂性蓄水。井田内地表河流不发育，大小沟谷平时基本干枯无水，唯雨季时才汇集洪水沿沟排泄，辗转向东向北汇入漳河支流。本井田地表水系均属海河流域漳河水系。2、含水层奥陶系中统石灰岩岩溶裂隙含水层本含水层井田内水位埋藏较深，井田内没有抽水试验资料。井田相邻xx第二114、煤矿ZK6号钻孔揭穿本含水层地层。钻孔终孔深度355.68m，终孔标高为1068.72m。揭露奥陶系灰岩313.98m。岩性主要以石灰岩、白云质灰岩、泥质灰岩、角砾状灰岩为主，底部为含石膏灰岩、含石膏白云质灰岩等。此段岩溶裂隙不发育，偶见细小溶孔及溶蚀裂隙，溶孔及溶蚀裂隙见有方解石脉充填现象。据区域资料，奥灰岩溶含水层以下马家沟组灰岩岩溶裂隙较为发育。据邻区王庄煤矿工业场地水源井资料，井深559.80m，取水层为奥陶系中统上马家沟含水层，水位埋深405.60m，涌水量33.75m3/h，水位标高632.40m，水质类型为HCO3-CaMg型，富水性较强。据邻近赵屋煤业水源井资料，水位埋深在80115、8m左右，推断本井田奥灰水位在+790-+805m左右。本井田15号煤层最低底板标高约+980m，高于奥灰水位，故奥灰水对15号煤层的开采无影响。综上所述，本含水层属富水性中等的含水层，水位埋藏较深，水位标高在+790-+805m左右。石炭系上统太原组石灰岩岩溶裂隙含水层该含水层为碎屑岩夹碳酸盐岩岩溶裂隙含水层，井田局部出露。主要含水层由数层砂岩裂隙含水层及K2、K3、K4、K5石灰岩岩溶裂隙含水层构成，含水空间以裂隙为主。其中K2为15号煤层顶板直接充水含水层，区内钻孔揭穿该层位时，钻进中消耗量及水位变化较大，仅个别钻孔消耗量变化小。据井田相邻xx第二煤矿内ZK9钻孔对该含水层组进行混合抽水116、试验资料：q=0.0073L/s.m，K=0.0628m/d，水位标高1316.74m，水质类型为SO4HCO3Ca型。另据邻区赵屋煤矿水文孔资料，水位埋深17.98m，水位标高1026.64m，钻孔单位涌水量为0.021-0.027L/sm，渗透系数为0.049-0.072 m/d，矿化度为280-320mg/L，水质类型为HCO3- NaCa型及HCO3-CaNaMg型。综上所述，本含水层属富水性弱的含水层。基岩风化带裂隙含水层基岩风化程度受构造、岩性及埋藏深度等条件的影响，其富水性有较大的差异。井田内风化裂隙发育深度一般在基岩面以下20-30m。钻孔在钻进此层时大多有冲洗液漏失现象，局部117、为全漏。井田内该含水层上覆松散层较薄，与大气降水联系较为密切。由于本含水层所处地势较高，含水层多为透水而不含水的含水层，仅局部赋存有少量的地下水。本含水层一般属富水性弱的含水层。3、隔水层本溪组及太原组底部泥岩、铝质泥岩隔水层该隔水层位于15号煤层与奥陶系地层顶界之间，一般厚度在6.80-8.96m之间，平均厚度8.10m。在奥陶系与15号煤层之间起到隔水作用。由于度厚较小，在煤层开采情况下其隔水性能将会降低。太原组15号煤以上泥岩隔水层主要分布于各石灰岩及砂岩含水层之间，单层厚度一般2-4m不等，阻隔或减弱了各含水层之间的水力联系。煤层开采后，随采空区顶板冒落导水裂隙带高度的逐渐增加，将会降118、低甚至失去其隔水作用。4、构造及其水文地质特征 井田总体上为小型褶曲构造，S1向斜轴纵贯井田中西部，轴向北偏东10-60；井田南部发育一组轴向近南北的小型背向斜；东部部发育一轴向近南北的小型背斜。理论上各含水层中的水会向向斜轴部积聚。特别是石炭系地层，在矿区大面积出露，接受大气降水和地表水补给，可集聚形成地下水。但地下水补给量有限，水量较小，易排泄。仅在井田西南部有一小型高角度正断层，断层走向NW向，倾向SW，倾角75，断距一般3-5m。其它地方未发现断层、陷落柱等地质构造，总体地质构造对井田水文地质条件的影响较小。但开采过程中还应注意隐伏构造的存在，防止地表水进入矿坑通道，造成突水事故的发生119、。5、主要含水层地下水的补给、径流、排泄条件基岩风化带及太原组含水层除在井田大面积出露外，其余埋藏相对亦较浅。含水层主要接受大气降水的补给，然后沿倾向径流，排泄区不明显。奥陶系中统岩溶裂隙含水层在井田西部出露于地表，直接接受大气降水的补给，然后沿倾向由东南流向西北径流，再折向东至潞城市辛安泉村汇流，于辛安泉排泄。在区域位置上，本井田属于补给、径流区。二、矿井充水因素分析及水害防治措施1、充水因素分析充水水源地表水及大气降水对矿坑充水的影响地表水及大气降水为矿坑充水的主要来源之一。大气降水通过岩土层孔隙及长期开采条件下可相互沟通的煤层顶板冒落带下渗。受降水的周期性及季节性变化影响，矿坑涌水量随之120、具有显著的动态特征。井田内地表径流条件好，接受补给条件有限，一般无水害威胁。由于井田内煤层埋藏较浅，在雨季应预防大气降水及地表水涌入矿井，造成水害威胁。顶板裂隙水对矿坑充水的影响煤层顶板裂隙含水层地下水将通过矿坑顶板冒落导水裂隙带向矿坑充水，为矿坑充水的主要来源之一。井田内15号煤层上部含水层地下水钻孔单位涌水量为0.0073L/sm，为弱富水性含水层。对煤层开采会产生影响。采（古）空区积水对矿坑充水的影响本矿为整合矿井，各煤层开采由来已久。井田内原开花山煤矿曾开采3号煤层；原井圪脊煤矿及xx煤矿曾开采8或9号煤层；现均开采15号煤层。原来开采3号或8、9号煤层均较浅，矿井生产涌水量很小或无水121、，因此形成的采空区积水量亦无或较小。后由于下组15号煤层的开采，上部采空区内有限的积水亦被基本排干。所以上部煤层开采形成的采空区积水对下部15号煤层开采影响较小。现矿井均开采15号煤层，留下的采空区面积较大，采空区内可能有一定的积水量，对煤层开采可能产生影响。现仅就15号煤层采空区及积水情况做出分析评述。古空区及采空区积水量进行估算公式为：古空区及采空区积水量进行估算公式为: 式中：K采空区充水系数（介于0.25-0.50之间）。M煤层采高（采用平均值m）。F采空积水区水平投影面积（m2）。煤层倾角（采用平均值）。井田内15号煤层有采空积水区：共有13处，编号为1-13。其中5、7、8、9、1122、0号积水区为物探解释成果，依据物探积水区面积，采用上述公式亦进行积水量估算。具体煤层采空区积水量估算见表1-2-14。井田内采空区积水总面积787725km2，总积水量399836m3。井田积水主要集中在中北部及东南部。井田内在煤层采空区下山部位大多有一定量采空积水。采空区积水做为一特殊的充水水源，对井田的水文地质条件有一定的影响，特别是在采空区相近煤层开采时。对采空区积水要注意及时疏排，确保矿井安全生产。 15号煤层采空区积水量估算表 积水区编号参 数 选 取积水量（m3）备注KM(m)F（m2）()10.252.00583184292301. 煤层厚度平均为3.85m，于采空塌陷，加之煤层123、回采率较低，因此煤层采厚按2.00m计算。2.其中5、7、8、9、10号积水区为物探解释成果；其余为估算结果。20.252.004217742615230.252.0010100945062840.252.00197434989650.252.0018168649106560.252.00153044767070.252.0012599946315380.252.004237142123790.252.0083713441959100.252.00844944235110.252.0055494427815120.252.0022059411056130.252.0031403415740小计124、787725399836井田外15号煤层有采空积水区：本井田北为xx煤业矿井，据调查与本矿无越界开采现象。其井田内的采空积水区距本矿较远；本井田南为xx第二煤业矿井，其采空区积水主要集中在中部及西南部，与本矿无越界开采现象。本矿东侧有煤层露头线，无煤矿开采。因此本矿煤层开采一般不受周边矿井采空区积水影响。建议矿方进一步探明矿井井下采空区积水情况，严格坚持“预报预测、有掘必探、先探后掘、先治后采”的基本探放水原则。井筒水对矿坑充水的影响井筒穿过揭露范围内有所有含水层，其间必有一定量的地下水沿井筒流入矿井工作面，成为矿坑涌水的一部分。一般对矿井涌水影响不大。构造对矿坑充水的影响区内构造形态主要为一125、背斜构造，地层倾角变化不大，断层及陷落柱不发育。理论上在背、向斜轴部及转折端，裂隙相对较为发育，有利于地下水的富集。井田内构造带富水性均较弱，但对矿坑充水仍有一定影响。奥灰水对矿坑充水的影响根据井田内水文地质条件综合分析，奥灰岩溶水水位标高取+805m。井田内15号煤层底板标高在+980-+1130m左右，均高于奥灰岩溶水水位标高。因此奥灰水对煤层开采无影响。矿坑充水通道据矿区水文地质条件分析，煤矿坑充水通道主要有顶板之上的岩土孔隙、岩石裂隙带、冒落导水裂隙带、井筒等。另外，不应忽视井田内未查明的断层、陷落柱等断裂构造及施工钻孔封闭不良对矿坑充水的影响。导水裂缝带对煤层开采的影响井田内开采的1126、5号煤层的直接充水含水层为其顶板石灰岩裂隙水含水层。由于开采时形成的导水裂缝，可能沟通上覆其它含水层，使其成为煤层开采的间接充水含水层。其导水裂缝带高度采用国家煤炭工业局制定的建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程（煤行管字2000第81号）中的公式进行计算。井田内煤层为缓倾角，煤层顶板主要为石灰岩，采用中硬岩层导水裂缝带高度计算公式，其公式为： 式中：HIi导水裂缝带高度mM煤层累计采厚m具体计算结果见表。 15号煤层顶板导水裂缝带高度计算表 煤层号煤层厚度（m）最小-最大/平均导水裂缝带高度值（m）最小-最大采用值（m）公式4-3-2公式4-3-3153.00-4.64/3.8127、542.39-47.6945.89-53.0853.08综合分析，煤层顶板以石灰岩、砂岩为主，中间夹泥岩、砂质泥岩等。由于井田内煤层埋藏较浅（一般小于100m），可沟通导水裂隙带内含水层及基岩风化带含水层地下水，对矿井生产将产生一定的影响；尤其在雨季，大气降水、地表水均可通过松散层、基岩风化带从导水裂隙带溃入井下，引起矿井突水。15号煤层开采，局部导水裂隙带可直接沟通采空区积水，生产中应引起注意。2、矿井水文地质类型本矿矿井水文地质类型，按照煤矿防治水规定（以下简称“规定”）表2-1，矿井水文地质类型划分的六个分类依据，对15号煤层分别评述如下：受采掘破坏或影响的含水层及水体矿井现开采太原组1128、5号煤层，受采掘破坏或影响的第四系孔隙含水层、太原组砂岩裂隙含水层，补给条件一般较差，补给水源较少。本含水层q值为0.0073L/s.m，为弱富水性的含水层。按照规定第一分类依据，为简单型。矿井及周边老空水分布状况井田内有13处15号煤层采空积水区，物探与估算总积水面积为787725m2，总积水量为399836m3。在井田内分布广泛。其采空区及采空区积水量情况是建立在地面物探及矿方调查等工作基础上，因多数井筒已封闭，无法实地调查，所以采空区积水问题对未来煤层开采可能造成的影响较大。周边老空水均距本矿边界较远，一般不会对本矿生产产生影响。按照规定第二分类依据，为中等型。矿井涌水量原矿井生产规模为129、90kt/a时，矿井正常涌水量为40m3/d，最大涌水量为70 m3/d。预计矿井生产规模为450kt/a时，矿井正常涌水量为200m3/d，最大涌水量为350 m3/d。按照规定第三分类依据，为简单型。突水量原矿井现开采的15号煤层，出水点少，水点水量小。矿井充水多以顶板渗水、淋水为主，局部为采空区上部积水渗水。现矿井预计最大涌水量为350 m3/d。按照规定第四分类依据，为简单型。开采受水害影响程度矿井开采15号煤层，现主要充水水源为顶板裂隙水、顶板冒落带裂隙沟通上部含水层水及局部采空区积水。顶板水及采空区积水是防治水工作的重点。生产中应严格按照“预测预报，有疑必探，先探后掘，先治后采”的130、原则，认真做好防水、探水、疏放及排水工作，总的认为采掘工程一般不受水害影响。按照规定第五分类依据，为简单型。防治水工作难易程度针对本矿矿井水文地质特征，按照煤矿防治水规定要求，认真做好井上、井下水文地质和防治水工作，重点做好对采空区积水、顶板水的防探工作。总的认为，防治水简单或易于进行。按照规定第六分类依据，为简单型。综合以上阐述，针对第二条的评述结果，按分类依据就高不就低的原则，建议本矿开采15号煤层时，矿井水文地质类型定为中等型。3、矿井水害防治措施本矿井煤层开采的主要充水来源：一是煤层顶板裂隙含水层地下水，二是采空区积水。从调查来看，本矿开采至今，未发生过大的水害，原矿井生产矿井涌水量4131、0-70m3/d。矿井涌水量一般受季节影响较大，尤其在雨季矿井涌水量明显增大。但矿井正常排水系统工作正常，不影响生产。由于井田内15号煤层的开采，形成了较大的采空区，在采空区低洼积存有一定量采空区积水，积水量4235-91065m3不等。随着时间推移，采空区会积水量还会增加。在邻近采空区及古空区部位煤层开采，导水裂隙高度可能导通采空区水，尤其在有隐伏断层、陷落柱等构造导通情况下，采空积水势必为矿井造成充水事故隐患。所以煤矿应加强采空区的积水管理工作，及时定期疏排采空区积水，确保煤矿安全生产。尽管目前矿井生产未受到大的水害影响，但矿井生产仍应严格按照“预测预报，有掘必探，先探后掘，先治后采”的原132、则，认真做好防水、探水、疏放及排水工作，矿方同时应做好井上和井下防治水害的工作。地表水防治措施开挖排水沟。为保证采掘工作面的正常生产，往往采用排水沟拦截流向坑口的地表水。防水堵漏。为防止或减少降水及地表水进入矿坑，对矿井附近地表各种通道、岩溶塌陷以及可能渗水的洼地等，均应用粘土或水泥等进行回填堵漏。井下水防止措施合理进行开采布局，采用正确的开采方法。煤层开采顺序和井巷布置应以水文地质简单开拓，井筒及井底车场应布置在地层完整且不易透水处。留防水煤柱。防水煤柱的保留，原则是在充分考虑“安全可靠与资源充分利用，开采方法和强度及构造与岩性之关系，开拓、采掘布局与煤柱的协调关系，煤柱的维护条件及效性”的133、同时，在不宜采取疏放措施的突水区域，设置防水煤柱。超前探水。矿坑水患不仅在于水量大、水压高，更重要的是在于其突发性。超前探水是在掘井过程中对于可能有水患的地段，提前进行钻探，以查明采掘工作面、侧帮或顶底板的水情，这是确保安全生产的一项重要的防水措施。煤矿应备用探放水设备，确保有备无患。三、矿井涌水量1、矿井涌水量预算本矿为整合矿井，主要开采15号煤层。设计生产能力450kt/a。本次对15号煤层先期开采地段进行涌水量预算，先期开采地段面积（F）约为1.5106m2。计算方法采用富水系数法。采用公式如下：Q=Kp.P 式中：Q预算矿井涌水量（m3/d）；Kp富水系数（m3/t.d）；P矿井设计产134、量(t/d)。参数选取井田内原井圪脊煤矿开采15号煤层，核定生产能力为90kt/a，井下正常涌水量为40m3/d，最大为70m3/d。每年按330个工作日计算，富水系数为0.15-0.26 m3/t.d。开采技术条件与现整合矿井相似，故可以比拟。现矿井主采15号煤层，矿井涌水来源主要为顶板水及浅层地下水或地表大气降水，局部还受采空区积水的影响。计算结果现矿井整合后，实际生产能力为450kt/a。每年按330个工作日计算，矿井生产煤产量为1363.64t。预计矿井正常涌水量为200m3/d，矿井最大涌水量为350m3/d。2、预算结果评价与采用预算结果评价富水系数法采用以往井田内生产矿井资料，与135、现整合矿井水文地质条件相近，预算的结果接近实际。对整合后矿井生产有指导意义。预算结果采用根据上述预算结果及评价，生产能力为450kt/a时，预计矿井正常涌水量为200m3/d，矿井最大涌水量为350m3/d。上述采用结果，不包括由于构造或其它因素引起的矿井突水量（如当开采15号煤层时其导水裂隙带沟通采空区积水水时可引起矿井突水）。随着矿井开采范围逐渐增加，矿井涌水量也可能增加，生产中应引起注意。根据计算结果并综合考虑矿井黄泥灌浆、煤层注水及消防洒水的析出量，设计预测矿井生产能力达到450kt/a时，矿井正常涌水量为25m3/h，最大涌水量为40m3/h。四、供水水源1、重组整合前供水重组整合前136、饮用水取自供水浅层砂岩裂隙水，工业用水取自矿井水。2、重组整合后供水重组整合后用水量增大，浅层砂岩裂隙水已不能满足重组整合后供水的需求，可以从下述含水层考虑。奥陶系中统岩溶裂隙水据区域资料，井田内奥陶系中统岩溶裂隙含水层富水性为中等，水位标高在860.89m之间。水质类型以HCO3SO4Ca型为主，水质较好，可以考虑作为供水水源。因岩溶裂隙发育不均一性，该含水层作为供水水源时，在选择水源井井位置时要进行仔细研究，在条件适当时进行水源勘探。第四系松散岩类孔隙水该含水层富水性受大气影响明显，富水性差异较大。仅局部含少量地下水，只能作为小型的供水水源或供当地居民用水。矿井排水矿井正常生产后，矿井正常137、涌水量有600m3/d左右，经处理后可作为工业用水，从而达到供排结合。第三章 建井工期第一节 建井工期一、施工准备的内容与进度根据本矿井的具体条件，结合有关规定，矿井从施工准备人员进场开始至正式开工之日止为施工准备期。在此期间的主要工作和任务是：1、完成施工需用的交通运输、供电、通讯、供水、排水及主井工业场地平整等“五通一平”工作。2、完成施工需要的供热采暖、机修加工、材料堆放、施工人员办公和膳宿等地面建筑和设施。应尽量考虑利用永久建筑和设施。3、完成井筒开工的工程准备。4、安排好主要材料、设备的供应和订货。5、通过招标投标，优选、落实矿井施工队伍。6、做好对外协作工作，确保上述工作顺利进行。138、另据煤基字（1996）第235号文件精神，施工准备期内尚需完成以下工作：1、办理质量监督手续，并请煤炭工程造价管理站对项目工程合同进行开工前的复核。2、矿井开工前两个月，项目法人向煤炭工业基建管理部门报送开工申请报告，经批准后组织正式开工。二、矿井移交方式与移交标准（一）矿井移交方式依据开拓部署，本煤矿采用一次设计、一次建成投产的移交方式。（二）矿井移交标准1、矿井矿建、土建、安装所有单位工程按设计标准全部建成；2、经试运转和试生产考核，主要生产系统和设备性能良好，可以形成设计生产能力；3、完成环保、安全、消防等三个专篇。预验收，以及项目工程质量认证。移交时一采区的1个回采工作面的巷道工程应全139、部完工，设备安装调试工作应全部完成。一套综掘设备和一套普掘设备到位，为采区或工作面接替做好准备。矿井移交生产时新增井巷工程6835m，其中煤巷4323m，占63%，岩巷2512m，占37%，硐室掘进体积2886m3。万吨掘进率为152m。三、井巷平均成巷进度指标井巷平均成巷进度指标是计算和确定矿井建设工期的依据和基础，其大小直接影响建设工期的长短。设计在对全国专业施工队伍施工水平调研的基础上，综合分析本矿井井巷布置、断面大小、提升运输及施工安全等具体的施工条件和特点，对井巷平均成巷进度指标进行确定，力求正确反映建设工期。井巷平均成巷进度指标如下：井筒：80m/月； 煤巷：300m/月；岩巷：2140、00m/月； 硐室及交岔点：600m3/月。四、井巷主要连锁工程根据井巷工程施工进度安排结果，井巷主要连锁工程为：井底车场巷道轨道大巷回风大巷回风顺槽开切眼。五、三类工程施工组织原则1、始终抓住主要连锁工程，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交叉作业，提高整体效益。4、紧紧围绕井巷工程，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。六、加快建井速度的措施及建议1、做好施工前的准备工作，确保矿井开工后能连续施工。2、应组织技术力量强、施工经验丰富的施工队伍施141、工主要井巷工程，使矿井主要井巷尽早贯通，尽快形成全负压通风系统。3、合理安排施工顺序，优选施工方案和施工方法，人参组织井巷、土建和机电安装三类工程平行交叉作业和均衡施工，抓紧主要矛盾线和重点工程施工。4、依靠科学技术进步，充分发挥第一生产力和作用，积极合理地采用和推广国内外行之有效的先进技术和先进经验，选用成套施工设备，提高机械化程度，提高劳动生产率。七、建设工期矿井井巷工程施工工期为11.8个月，设备安装及联合试运转试生产2个月（其中0.5个月与井巷工程平行作业），则矿井建井工期为13.2个月，加上2个月的施工准备期，则矿井建设总工期为15.2个月。综合进度图表图。第二节 产量递增计划考虑设142、备装备水平、生产技术经验及首采工作面位置，矿井达产期确定为1年。投产后当产量为450kt，即达到设计生产能力。第四章 施工方案及方法第一节 井筒一、井筒数目及用途根据井田开拓方案，矿井移交生产及达产时，共布置主斜井、副立井及回风立井三个井筒，井筒用途分述如下：主斜井：倾角为18，净宽度B=5000mm，净断面积17.31 m2，斜长354.0m，落底到15号煤层，装备800mm带式输送机担负矿井原煤提升任务。铺设轨道，担负矿井下大件和长材等任务，铺设压风和消防洒水管路，设台阶，兼做矿井进风井和安全出口。副立井：净直径3.8m，净断面积11.33 m2，井筒垂深102m，落底15号煤层，采用双钩143、提升，单罐笼加平衡锤，担负矿井提升人员、下放材料和提矸等辅助提升任务。兼做矿井进风井。井筒内敷设排水管路、洒水管路、黄泥灌浆管路及电缆。回风立井：直径4.0m，净断面12.56m2，井筒垂深181.3m，落底15号煤层，担负矿井回风任务。井筒内敷设梯子间，作为矿井的安全出口。新凿主斜井时，建议矿井应进行主斜井的工程地质条件的补勘工作。矿井各井筒特征见下表。 井筒特征表名称及参数项目主斜井副立井回风立井井口坐标1980西安坐标系纬距X（m）3984878.0003985318.9183984098.460经距Y（m）19695730.00019695881.51019695191.0401954144、北京坐标系纬距X（m）3984926.0103985366.8983984146.470经距Y（m）19695797.74019695949.25019695258.780井口标高Z（m）+1181.50+1182.00+1200.10井底标高（m）+1072.00+1080.00+1018.80井筒长度（m）354102181.3井筒净宽或净直径（m）5.03.84.0井筒支护方式及厚度（mm）表土段500500500基岩段100300300井筒断面积（m2）净17.3111.3312.56掘表土段25.6118.0919.62基岩段19.6915.2016.61井筒倾角189090井筒方位145、角180180井 筒 装 备带宽800mm胶带机、轨道1t标准罐笼、平衡锤梯子间二、井筒装备主斜井：装备800mm胶带输送机，铺设轨道。副立井：1t标准罐笼和平衡锤。回风立井：装备梯子间。三、井筒井壁结构主斜井表土段采用钢筋混凝土支护，支护厚度400mm，基岩段采用锚喷支护，支护厚度100mm；副斜井表土段采用钢筋混凝土支护，支护厚度500mm，基岩段采用锚喷支护，支护厚度100mm；回风斜井表土段采用钢筋混凝土支护，支护厚度400mm，基岩段采用锚喷支护，支护厚度100mm。第二节 施工方案一、工业场地选择的主要原则根据井田内煤炭资源赋存情况，井筒及工业场地选择考虑以下因素：1、井田开拓布置146、总体合理，少压资源，充分利用矿方现有设施，方便矿井生产及运营、管理。2、场地自然地形、工程地质、水文地质条件满足矿井建设要求，并有一定的发展余地。3、场地现有对外交通条件及当地协作条件满足设计要求。4、可靠的供水、供电及施工的建筑材料供应条件。5、周围居住区、村镇及企业与场地的位置关系满足要求，要保证场地有良好的环保卫生条件，有较好的三废处理场地。6、工业用地要考虑生态保护因素，避免占用基本农田，并能与当地达成用地协议。二、井口及工业场地选择从整个井田来看，矿井整合后面积较大，井田面积为9.0611km2，但是矿井可采储量除村庄压煤、原有各矿工业场地压煤、大巷煤柱、一些零星的边角煤外主要分布在147、三个区域内：原xx县xx镇xx开花山煤矿、xx县xx煤矿和东部空白区。矿井东部有15号煤层露头出现，充分表明矿井东部15号煤层埋藏较浅。通过现场踏勘，井田内各矿井除开花山煤矿和xx煤矿的工业场地可以利用外，其它各矿工业场地均不宜利用；原因有三：第一、除原开花山煤矿和xx煤矿工业场地外，其它各矿工业场地太小，而且太偏，不易利用；第二、15号煤层可采区域主要分布在原开花山煤矿和xx煤矿。第三、通过跟矿方了解，原开花山煤矿和xx煤矿主立井井筒断面较大，支护良好，可以加以利用。另外，原开花山煤矿的工业场地也较小，不能满足整合后矿井的所有系统的布置要求，通过现场踏勘，初步选定两个工业场地：第一：在矿井北148、部，xx村西侧，离原开花山工业场地约300m，有一块台地，可作为矿井的工业场地使用。第二：在矿井北部，xx村东北，离原开花山工业场地约1200m，15号煤层露头附近有一块平地。三、井田开拓方式开拓方式通过分析矿井已有工业场地、可利用的场地、已有井筒特征及已有井巷工程的现状，结合本矿井煤层赋存条件、地形条件，设计认为原开花山煤矿工业场地可以作为整合以后的副井工业场地，xx煤矿工业场地可以作为整合以后的风井工业场地。设计根据主井工业场地的选择提出两个可行方案。方案一：主斜井-副立井开拓（xx村西侧）在矿井北部，xx村西侧，离原开花山工业场地约300m，有一块台地，作为整合以后矿井的主井工业场地。1149、井筒设计在选定的工业场地内布置主斜井（新凿）、副立井（原开花山煤矿主立井）和回风立井（利用原xx煤矿主立井）三个井筒，全井田采用三个井筒开拓。井筒主斜井（新凿）：倾角为18，净宽B=5000mm，斜长354.0m，落底到15号煤层，装备800mm带式输送机担负矿井原煤提升任务。铺设轨道，担负矿井下大件和长材等任务，铺设压风和消防洒水管路，设台阶，兼做矿井进风井和安全出口。副立井（原开花山煤矿主立井）：净直径3.8m，净断面积11.33 m2，井筒垂深102m，落底15号煤层，采用双钩提升，单罐笼加平衡锤，担负矿井提升人员、下放材料和提矸等辅助提升任务。兼做矿井进风井。回风立井（利用原xx煤矿150、主立井）：直径4.0m，净断面12.56m2，井筒垂深181.3m，落底15号煤层，担负矿井回风任务。井筒内敷设梯子间，作为矿井的安全出口。原xx煤矿主立井为本矿井兼并重组整合的利用井筒，井田内所有多余井筒必须按照“六条标准”实施关闭。2、水平划分井田范围内可采煤层为15号煤层，设计考虑采用单水平回采矿井15号煤层资源储量，水平标高为+1080.0m。3、井下开拓部署副立井落底后布置井底车场及硐室，沿东西方向布置运输、轨道和回风大巷，穿过采空区，沿西南东北方向布置二采区运输、轨道和回风巷。在主斜井落底附近沿南北方向布置运输、轨道和回风大巷，至井田中部，沿东西方向布置运输、轨道和回风大巷。大巷之151、间间距30m。运输大巷与主斜井连接，轨道大巷通过井底车场巷道与副立井连接，回风大巷与回风立井连接。这样就形成了全矿井的开拓系统。由于受采空区的影响，运输大巷、轨道大巷和回风大巷局部需布置在15号煤层底板下方，设计运输大巷、轨道大巷和回风大巷布置在15号煤层底板下方25m处。见开拓图2-4-1。4、通风矿井通风方式为分列式，主斜井和副立井进风，回风立井回风。三个井筒均服务于整个井田所有煤层。5、采区划分全井田15号煤层共划分为4个采区。6、开采顺序根据开拓部署，先开采一采区，接着开采二采区、三采区，最后开采四采区。方案二：主斜井-副立井开拓（xx村东北侧）在矿井北部，xx村东北，离原开花山工业场152、地约1200m，15号煤层露头附近有一块平地，作为矿井的主井工业场地使用。1、井筒设计在选定的工业场地内布置主斜井（新凿）、副立井（原开花山煤矿主立井）和回风立井（利用原xx煤矿主立井）三个井筒，全井田采用三个井筒开拓。主斜井（新凿）：倾角为16，净宽B=5000mm，斜长181.0m，落底到15号煤层，装备800mm带式输送机担负矿井原煤提升任务。铺设轨道，担负矿井下大件和长材等任务，铺设压风和消防洒水管路，设台阶，兼做矿井进风井和安全出口。副立井（原开花山煤矿主立井）：净直径3.8m，净断面积11.33 m2，井筒垂深102m，落底15号煤层，采用双钩提升，单罐笼加平衡锤，担负矿井提升人员153、下放材料和提矸等辅助提升任务。兼做矿井进风井。回风立井（利用原xx煤矿主立井）：直径4.0m，净断面12.56m2，井筒垂深181.3m，落底15号煤层，担负矿井回风任务。井筒内敷设梯子间，作为矿井的安全出口。2、水平划分：同方案一。3、井下开拓部署：同方案一。见开拓图2-4-2。4、通风：同方案一。5、采区划分：同方案一。6、开采顺序：同方案一。方案比较两个开拓方案主要区别是主斜井井筒位置的不同。方案一：主斜井井筒较方案二井筒长约200m，但主井工业场地靠近公路，运输距离短。主井场地与副井场地距离近，便于管理。缺点是主井工业场地较小。方案二：主斜井井筒较方案一井筒短约200m，但井下运输大154、巷部分需沿15号煤层底板岩层布置，运输环节增加。同时主井工业场地离公路较远，运输距离长。但该主井工业场地较为开阔。主井场地与副井场地距离远，管理较复杂。综上所述，并结合业主意见，设计推荐方案一，即主斜井-副立井开拓方案。四、“三下”开采矿井内所有村庄均留设了保护煤柱，不存在“三下”开采问题。第三节 施工方法以主斜井为例：一、明槽段施工井口明槽施工根据施工设计图纸及矿技术科标定的明槽边线及标高。采用一台ZWY-120/55L型挖掘机台阶式挖掘为主，自卸汽车运输，人工挖土，刷坡为辅进行。两帮可视岩层稳定性采用木桩或料石砌护坡，随着两帮、正前护坡情况延深明槽深度。明槽开挖长度可根据地质情况确定。待明155、槽基坑满足设计要求后，由下而上进行挖基础，绑钢筋、稳立模板进行两帮通长直墙浇筑，然后由下而上立碹胎砌筑拱部，二、暗硐表土段施工1、采用钻爆法掘进出断面尺寸后，检查断面及基础是否符合设计要求，对底板进行夯实处理。敲帮问顶清除浮矸，及时采用戴帽点柱做临时支护。矸石用主提升绞车配合箕斗矿车提升至地面。2、上述工序完成后进行钢筋混凝土砌碹支护，斜井施工过程中，稳立碹胎要符合技术规范要求，碹胎要迎山有力。每次立碹胎1胎，胎距为1.2m。具体施工顺序为：打眼装药连线检查瓦斯撤出工具设备放炮接风筒通风检查瞎炮处理/敲帮问顶清除浮矸临时支护出矸支模板绑钢筋浇筑砼三、基岩段刷大施工1、进入基岩段采用钻爆法及锚网156、索喷联合支护技术。掘进工作面采用ZWY-120/55L型煤矿用挖掘式装载机装矸，采用JTP-1.61.5型绞车提升，配合1t矿车出矸。2、施工工序：打眼装药连线检查瓦斯撤出工具设备放炮接风筒通风检查瞎炮处理/敲帮问顶清除浮矸临时支护出矸打锚杆打锚索初喷复喷四 、主要施工辅助系统（一）提升系统1、安装一台JTP-1.61.5型提升绞车一台，配一辆1t矿车进行提升，其提升能力满足生产提升的要求。2、选择提升钢丝绳型号为： 6股7丝，直径24.5mm，破断力总和405KN，传动比1:24，平均速度2.5m/s，最大静张力45KN，最大静张力差45KN。（二）排矸运输l、采用ZWY-120/55L型煤157、矿用挖掘式装载机进行装渣，装载机将渣装入1t矿车。2、由JPT-1.61.5型矿用提升绞车经主斜井运到地面。3、地面采用ZL-50型3m装载机装矸，DQ361型8t自卸式汽车运矸石到排矸场。（三）排水严格遵守“预测预报，有掘必探，先探后掘，先治后采”的规定。遇含水层时，井筒内采用工作面预注浆或壁后注浆堵水，将其涌水量降到5m3以下。整个排水系统是按正常涌水量30m3/h设计。井筒中部设置两处5m3水仓。在工作面用一台BQW型，15m3/h，30m，5.5KW和一台BQW型，30m3/h，45m，7.5KW矿用潜水泵，配2胶管将水排至水仓，每个水仓安置MD46-503型，46m3/h，150m，158、37KW耐磨水泵2台，配1084mm无缝钢管将水排至地面。（四）通风在井口地面用FBD5.0/211型，210-310m3/min，550-3500pa，211KW防爆对旋通风机，配600mm胶质风筒，直接向工作面进行压入式通风。（五）压风按照初步设计要求选用AED132-24.2/8.5型螺杆空气压缩机2台。主要技术参数：排气量24.2m3/min，排气压力0.85Mpa；驱动电机为三相交流异步电机，380V，132kW，转速2980rpm；冷却方式为风冷。1台工作1台备用。1、管径选择主干线选用1084mm的无缝钢管，支线选用894mm的无缝钢管。沿主斜井敷设至井下回采工作面顺槽及掘进工作159、面供压风设备，管路上设有压风自救器。配用2台风包，每台容积为2.5m3，风包上装有压力表及安全阀，在风包排风管路上装有释压阀。空压机房距离矿井10kV主变电所约180m左右，空气压缩机双回路380V电源分别引自矿井10kV变电所380V不同母线段，一回电源停止供电时，另一回路能够保证空气压缩机房负荷的运行。电动机及电控设备与空压机设备为一体化，由厂家成套供货，冷却系统随机配套。（六） 供水 矿井地面各建筑室内消火栓系统供水为独立供水系统，采用常高压制，由水源深水井提升至工业场地生活室内消防清水池（V=1000m3，分成两格），平时及火灾初期前10分钟消防水量及水压由DLC气体顶压应急消防给水设160、备保证供给，消防时由室内消防水泵供给。矿井地面生活供水系统由生活供水设备加压供给，与室外消防合用管网。矿井地面室外消防，由水源深水井提升至工业场地生活、消防清水池（V=1000m3，分成两格），由室外消防水泵供给各室外消防用水点。工业场地消防最大消防用水量按封闭式储煤场计算，室外消火栓流量按40L/s，室内消火栓流量按25L/s，水幕系统设计流量按12L/s计算，室外消火栓系统火灾延续时间3h，室内消火栓系统火灾延续时间3h，水幕系统火灾延续时间按1h计算，则一次消防用水量为745.2m3。（七）供电矿井10kV主变电所高/低压母线均采用单母线分段的接线方式，分别以2回10kV向副井10kV变161、电所、风井10kV变电所、井下主变电所、主井场地变压器供电，以2回380V电源向主斜井皮带、主斜井空气加热室、空压机房等负荷供电，以1回380V电源向单身宿舍。办公等负荷供电。副井10kV变电所高/低压母线均采用单母线分段的接线方式，分别以2回10kV向副井场地变压器供电，以2回380V向副立井提升机、副立井空气加热室、联合建筑等负荷供电，以单回380V向器材库、食堂、单身宿舍等三级负荷供电。风井场地10kV变电所低压侧采用单母线分段的接线方式，以2回380V电源向主通风机供电。 第二节 井底车场及硐室 一、井底车场型式在副立井井底设井底车场，车场形式为尽头式车场。空重车线路各长35m，能够满162、足矿井450kt/a的生产能力。根据矿井辅助运输的要求，车场内铺设有30kg/m轨道系统，轨距为600mm。二、井底硐室名称及位置在井底车场附近设有主排水泵房、主变电所、管子道、井底水仓等硐室。在井底车场西侧运输大巷和轨道大巷之间设永久避难硐室。1、井底水仓布置及容量、水仓清理方式根据井下巷道布置及主排水泵房位置，设计将井底水仓布置在井底车场东侧，水仓入口设在井底车场巷道内。主、副水仓平行布置，水仓净断面7.13m2，有效长度约90m，有效容积约600m3。水仓采用人工清理方式。2、井底车场主要巷道和硐室支护方式井底车场巷道沿15号煤层底板布置，该车场内的主水泵房硐室、主变电所硐室也沿15号煤163、层底板布置，主水泵房和主变电所采用单独布置，均采用混凝土砌碹支护。依据井底车场巷道和硐室所处的围岩特征，井底车场巷道采用锚网喷支护。管子道采用锚网喷支护。井底车场巷道和硐室的支护形式、支护材料、工程量详见下表。三、井底车场主要巷道和硐室的支护方式及支护材料、工程量 井底车场新增工程工程量表 序号巷道名称煤岩性质支护形式巷道长度断面积(m2)掘进体积(m3)备注净掘进井巷硐室计1井底车场煤锚网喷+锚索13413.7614.85199019902等候室、井下急救室煤砼碹654.576.334114113主排水泵房及通路煤砼碹110011004主变电所及通路煤砼碹9009005管子道岩砼碹356.2164、18.002802806井底水仓岩砼碹8008007信号硐室、调度室30308合 计234268128305511 第三节巷道掘进一、巷道断面和支护形式巷道断面尺寸是根据回采工作面的装备、运输、通风、行人及综合管线布置的要求而确定的。支护形式根据巷道用途、服务年限、围岩状况即断面大小等因素而确定。工作面运输顺槽沿15号煤层底板布置，为矩形断面，净宽4.3m，净高2.8m，净断面积12.04m2，支护方式采用锚网锚索加强支护。回风顺槽沿15号煤层底板布置，为矩形断面，净宽4.0m，净高3.2m，净断面积12.8m2，支护方式采用锚网锚索加强支护。开切眼断面形式为矩形，净宽6.0m，净高3.85m165、，净断面积23.1m2，支护方式为锚杆锚索加强支护。详见巷道断面图册。二、井巷掘进进度指标井筒：80m/月； 煤巷：300m/月；岩巷：200m/月； 硐室及交岔点：600m3/月。三、掘进工作面个数及装备根据回采工作面推进度及各类巷道掘进进度，本着以保证矿井正常生产时合理的采掘关系为原则，矿井达到设计生产能力450kt/a时，布置一个综掘面和一个普掘面。主要配备EBZ132掘进机、局部扇风机、带式输送机等设备。掘进工作面主要机械设备表见表。 掘进工作面主要机械设备表序号设备名称设备型号及规格单位数量备注1掘进机EBZ-132台12煤电钻MZS-12台23岩石电钻EZ-2.0台24探水钻ZDY166、-800台25转载机SZ台16锚杆锚索打眼安装机MQT-85C3台47帮锚杆打眼安装机MQTB-55/1.7C台48混凝土喷射机HPCV台19混凝土搅拌机安台110局部扇风机FBD-NO5.6/211台4四、矿井生产时采掘比例关系，矸石量预计矿井达到设计生产能力450kt/a时，共布置1个回采工作面，1个综掘工作面，1个普掘工作面，采掘比1：2。矿井生产时，预计井下矸石量为10kt/a。五、井巷总工程量矿井移交生产时新增井巷工程6835m，其中煤巷4323m，占63%，岩巷2512m，占37%，硐室掘进体积2886m3。万吨掘进率为152m。井巷工程量见表。 新增井巷工程量汇总表序号工程名称井167、巷长度（m）硐室体积（m3）备注煤岩计1井筒354354562井底车场及主要硐室1993523428303大巷3020212351434采区110411045合计4323251268352886第五章 施工质量及安全技术措施第一节 矿建部分一、质量管理措施1、按煤矿井巷工程施工质量验收规范进行检查与验收。2、严格工程材料的检查试验工作，不合格材料不准进场，不合格材料不准使用。3、加强施工材料的使用计量工作，定期对计量器具进行检测，保证计量的准确性，及规定配比的严肃性。4、严格控制爆破质量，推行光面爆破，不许超挖及欠挖；严格控制支护质量，隐蔽工程必须先检查后隐蔽。5、严格过程控制，关键工序要连续168、监督检查，严格按施工规范及操作规程操作，不得偷工减料。6、把好图纸会审、技术交底及图纸资料的档案管理工作，把好设计图纸管理关。二、主要安全技术措施1、严格杜绝和控制井下产生或使用明火，井下严禁吸烟和携带引火源，井下如须使用电焊、气焊、喷灯等明火作业时，必须制定确实可靠的安全措施。2、严格执行放炮操作规程，使用合格的雷管和炸药。3、使用符合矿井安全条件的完好的防爆的电气设备，装设继电保护装置，电路敷设符合设计要求。4、掘进工作面遇到下列情况时，必须进行探水前进；（1）接近溶硐、导水断层、导水裂隙、导水冒落或含水丰富的含水层时；（2）掘进工作面发现有明显出水征兆时；5、井筒施工时，要制定确实可靠防169、片帮及冒顶措施。6、加强通风（1）正确合理地计算与分配风量，使井下各工作面、巷道、硐室均有足够的风量；（2）加强局扇、风筒的维护管理、防止漏风，避免循环风，禁止使用扩散通风。（3）风门及其它构筑物的设置合乎要求，并加强维护管理，防止大量漏风。（4）临时停工地点不得停风，否则必须设置栅栏，切断电源，悬挂警示牌，禁止人员入内。7、加强瓦斯检查，经常检查矿井通风和瓦斯涌出情况，掌握瓦斯动态，以便发现问题及时处理。严格按煤矿安全规程的要求限定井下各处允许瓦斯浓度及超限时的处理措施。8、石门揭穿煤层时，应编制专门设计，报矿总工程师批准。9、加强矿井救护及瓦斯检查工作，在突出危险严重的地区施工时，应有救护170、队员值班，并配备足够数量的隔离式自救器，要求现场人员均能正确使用。在矿井开拓进入采区后，所有下井人员都必须携带自救器。10、加强顶板管理，坚持一次成巷，工作面严禁空顶作业、空帮作业。11、加强地质、测量工作。第二节 机电安装措施一、电工、电焊工和机动设备司机及其他特殊工种必须经过专门的培训，考试合格取得证书后方可独立作业，并持证上岗。二、施工设备保持完好状态，安全设施齐全可靠，声光信号齐全，清楚明确。必须有供电系统图。三、高空作业必须严格遵守安全规程，作业人员应配戴安全帽、安全带。传递工具要用绳索，严禁抛接。钢丝绳索具等起吊用装置必须经安全验算，符合安全要求。严禁超载、超员、超速运行。四、多层171、交叉施工作业洞口要设栏杆和挡板并设专人看管，或进行封闭，防止落物伤人。五、井下施工的电气设备在入井前要由经过考试合格的防爆电气设备检查员仔细检查，检查其安全性能，检查合格并贴上合格证后才能入井。六、井下运行的电气设备应定期检查，符合煤矿安全规程及机电设备完好标准的有关规定。设备的各种保护齐全，严禁甩掉和带病工作。七、所有用电设备必须装设漏电保护装置，金属外壳可靠接地。八、建筑现场电线要按要求实行架空。线路穿过道路时要设保护套管。严禁将电缆绑在脚手架上。九、操作高压开关必须穿绝缘靴或站绝缘台上，并戴绝缘手套。禁止带电检修设备。十、各种提升钢丝绳和起吊用具必须按煤矿安全规程要求进行定期检查试验，安172、全性能必须符合规程要求。十一、井筒作业、地面登高作业工种，均应定期进行体检，坚持安全施工三件宝安全帽、安全绳、安全网。脚手架要搭接牢固，不得挤载和超载；吊装物件时，要先试吊，要检查刹车、索具、吊具的安全，起重臂下不准有人，危险区域应设专人看管。十二、井筒装备(包括管线工程等)的加工、制作必须编制工艺流程和质量验收标准，并设置专人进行复测检查验收。十三、井下电气焊作业必须编制专门措施。并报经公司有关部门批准后方可执行。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为0.45Mt/a，年工作日330天，全员效率5t/工。参照建设部颁发的煤炭工业矿井设计规范进行计算，该矿井在籍总人数为173、433人。矿井劳动定员配备表见下表。 劳动配备表序号工种出勤人数在籍系数在籍人数第一班第二班第三班第四班小计一生产工人73 73 72 36 254 364 1井下生产工人60 60 60 36 216 1.45313 2地面生产工人13 13 12 38 1.35 51 二管理及技术人员7 7 5 19 19 生产人员小计80 80 77 36 273 383 三服务人员11 10 10 31 31 四其他人员7 7 5 19 19 合计98 97 92 36 323 433 注： 1、管理人员占生产人员出勤人数的7%；2、服务人员占生产人员在籍人数的8%；3、其他人员占生产人员在籍人数的5174、%；4、矿井井下工人占原煤生产工人的85%。第二节 建设项目资金概算一、固定资产投资概算概算投资包括矿井恢复建设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、安装工程和工程建设其他费用的投资，预备费、建设期间贷款利息列入项目总造价。矿井总概算见附表。二、概算编制依据工程量：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。采用定额指标1、井巷工程：执行中煤建协字200790号文煤炭建设井巷工程概算定额（2007基价）、煤炭建设井巷工程消耗量定额（2007基价）及煤炭建设井巷工程辅助费综合预算定额（2007基价）。2、土建工程：执行煤规字2000183号文颁发的175、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、工程建设其他费用：参考中煤建协字2007第90号文颁发的煤炭工程建设其他费用指标。设备、材料预算价格及有关费用设备价格：采用询价、煤炭工业常用设备价格汇编（九九版）、2005年机电产品报价手册。材料预算价格：执行当地市场价格和煤规字（2000）48号文颁煤炭工业安装工程定额外材料预算价格。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。费用标准：执行煤规字2000第48号文，井巷工程执行中煤建协字2176、007第90号文。基本预备费：执行中煤建协字2007第90号文，按7%计取。三、资金来源及建设期贷款利息1. 建设投资估算矿井已投资100万元。本次新增建设项目总资金为19391.97万元，吨煤投资为430.93元。其中：井巷工程投资5811.04万元，土建工程投资3523.69万元，设备及工器具购置投资5095.44万元，安装工程投资1479.11万元，工程建设其它费用投资1557.51万元，基本预备费投资1175.92万元，建设期间投资贷款利息343.88万元，铺底流动资金为405.38万元。 总 概 算 表顺序单位工程或环节名称概算价值（万元）吨煤投资（元）占总投资比例（%）井巷工程土建177、工程设备及工器具购置安装工程工程建设其他费用合计一准备工程30.77 8.8444.2283.831.860.44二井筒396.50396.508.812.09三井底车场巷道及硐室195.41195.414.341.03四主要运输道及回风道4300.67168.9045.214514.78100.3323.78五采 区645.342492.87142.023280.2372.8917.28六提升系统273.5160.50334.027.421.76七排水系统196.1828.8531.28256.305.701.35八通风系统55.246.4961.731.370.33九压风系统9.24 50178、.3247.20106.762.370.56十地面生产系统1530.69 413.6397.772042.0945.3810.76十一安全技术及监控系统111.20132.43243.645.411.28十二通讯调度和计算中心35.8111.7947.601.060.25十三供电系统76.9485.22 939.00717.55 1818.7140.429.58十四地面运输十五室外给排水及供热295.84 331.31115.59742.7416.513.91十六辅助厂房及仓库296.22 133.266.32435.799.682.30十七行政福利设施895.52 895.5219.904.179、72十八场地设施321.89 321.897.151.70十九居住区二十环境保护及三废处理58.30 52.7120.73131.742.930.69二十一其他基本建设费用1557.511557.5134.618.20计5811.043523.695095.441479.111557.5117466.80388.1592.00二十二基本预备费 (7%)406.77246.66356.68103.5462.271175.9226.136.19小 计6217.813770.355452.121582.651619.7818642.71414.2898.19二十三建设期贷款利息343.88 343.180、887.641.81建设项目总造价6217.81 3770.35 5452.12 1582.65 1963.66 18986.59421.92100.00吨煤投资(元)32.7519.8628.728.3410.34100.00占总投资比重(%)138.1783.79121.1635.1743.64421.92二十四铺底流动资金405.38405.389.01建设项目总资金6217.81 3770.35 5452.12 1582.65 2369.04 19391.97430.932、流动资金估算流动资金参数的确定根据住建部 (xx)第366号公告规定，流动资金的有关参数确定如下:应收账款周转天181、数为30天，年周转次数12次；库存材料周转天数为120天，年周转次数3次；库存产品周转天数为3 天，年周转次数120次；现金周转天数为30天，年周转次数12次；应付账款周转天数为30天，年周转次数12次。流动资金计算根据辅助报表中产品生产总成本及经营总成本，结合诸参数的年周转次数计算出每年所需的流动资金占用额，然后根据住建部 (xx)第366号公告文规定计算出流动资金占用额为1351.28万元。3、分年度投资计划分年度投资计划见逐年投资分配及建设期贷款利息计算表。 逐年投资分配表序号工程或费用名称建设期第一年第二年合计一井巷工程4352.471865.346217.81二土建工程2639.25182、1131.113770.35三设备及安装工程4924.342110.437034.771综采设备1772.76759.762532.522一般采掘设备1181.84506.501688.343通用设备1969.74844.172813.91四其他费用1133.85485.931619.78合 计13049.905592.8118642.71其中：银行贷款（70%）9134.933914.9713049.90企业自筹（30%）3914.971677.845592.81五建设期贷款利息240.72103.16343.88银行贷款小计9375.644018.1313393.78总计13290.615183、695.9818986.594、资本金筹措随着近几年煤炭市场的复苏，煤炭企业逐渐走出困境，企业利润翻倍增长，因此企业在资本金筹措方面是有一定保证的。5、债务资金筹措从目前企业的运行状况、市场需求和产品销售能力分析，企业资本金基本可靠，偿还债务信誉度良好，融资机构可以与企业合作，因此，债务资金筹措基本可靠。6、融资方案分析根据最新文件规定，基本建设资金可采用70%的银行贷款和30%的资本金作为初期资金，银行贷款年利率依据中国人民银行现行贷款年利率6.65%计算。因此，融资方案符合国家有关规定。第三节 原煤生产成本生产成本主要依据当地矿井实际生产成本及住建部 (xx)第366号公告发布的煤炭建设项184、目经济评价方法与参数有关规定进行计算。详见表 生产成本估算表序号项目名称单位成本（元/吨）总成本（万元）1材料2511252动力22.761024.23工资48.112164.954职工福利6.74303.35修理费7.07318.156折旧费18.51832.957摊销费4.64208.88维简费62709地面塌陷补偿费14510安全费1567511其他费用2090012流动资金贷款利息0.8940.0513可持续发展基金33148514井巷工程基金2.5112.5生产成本合计211.229504.9其中：经营成本172.517762.951、材料：根据该矿井设计生产工艺，结合同类型矿井的实185、际生产成本，估算原煤材料单位成本为25元/吨。2、动力：根据设计提供的吨煤电耗及当地区生产用电单价进行估算，即吨煤电耗为22.76kW.h，1.0元/kW.h，则动力单位成本为22.76元/吨。3、工资：根据当地工人平均工资水平，结合该矿井的全员效率，估算50000元/人.年，则单位成本工资为：48.11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。6、折旧费：根据初期固定资产投资计算。其折旧办法执行住建部 (xx)第366号公告文的规定，综采综掘设备按8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：根据住建186、部 (xx)第366号公告发布的煤炭建设项目经济评价方法与参数规定，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：根据住建部 (xx)第366号文煤炭工业建设项目经济评价方法与参数的规定，吨煤成本分别为2.5元和6.0元(其中：3.0元进入经营成本，另外3.0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，单位地面塌陷补偿费为1.0元/吨。10、其他费用：按30.50元/吨估列。其中：其他费用20.0元/吨；50%维简费3.0元/吨；50%安全费用7.5元/吨。11、安全费用：根据晋财建2004第320号文的规定，吨煤按15元提取，其中50187、%列入经营成本。12、根据xx省政府第203号令，可持续发展基金吨煤提取23元、矿山生态环境治理恢复保证金吨煤提取10元、煤矿转产发展资金吨煤提取5元。第四节 技术经济分析及评价一、年销售收入、销售税金及附加的估算1、煤炭价格及销售收入的估算根据当地矿区近几年的平均销售情况，确定矿井原煤售价为550元/吨（含税价）。计算出年销售收入24750万元。2、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17%，进项税17%，城市维护建设税按增值税的1%，教育费附加按增值税的3%分别计算。资源税执行财税2004第187号文的规定，按3.2元/吨188、计取。在正常年份计算销售税金及附加为3662.87万元。3、利润的计算及分配计算正常年份的年利润总额为11554.53万元，所得税后利润为8665.9万元。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。二、财务分析 年利润总额 投资利润率= 100=56.81% 项目总投资 年利税总额 投资利税率= 100=74.82% 项目总投资全部投资税后内部收益率为50.1%，大于相应的基准收益率10%，税后财务净现值为12872.88万元，大于零，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189、受的。2.偿债能力分析偿债能力依据资金来源与运用表、借款还本付息表进行分析，项目投产后利用本年未分配利润、基本折旧及摊销费偿还固定资产借款本息，经计算固定资产投资借款偿还期为3.0(含建设期)。通过以上分析可知项目具有一定的清偿能力。 财务评价指标（基价）序号名称指标单位1税后内部收益率(全部投资)50.10%2税前内部收益率(全部投资)70.46%3内部收益率(自有资金)119.43%4税后投资回收期2.91年5税前投资回收期2.50年6税后财务净现值(全部投资)12872.88万元7税前财务净现值(全部投资)19392.11万元8财务净现值(自有资金)13739.80万元9投资利润率56.81%10投资利税率74.82%11资本金利润率141.95%12借款偿还期(含建设期)3.00年13盈亏平衡点(产量的比例)0.00%