1、煤矿矿井技术改造工程项目可行性研究报告XX工程咨询有限公司二零XX年XX月XX项目可行性研究报告建设单位：XX建筑工程有限公司建设地点：XX省XX市编制单位：XX工程咨询有限公司20XX年XX月108可行性研究报告编制单位及编制人员名单项目编制单位：XX工程咨询有限公司资格等级： 级证书编号：（发证机关：中华人民共和国住房和城乡建设部制）编制人员： XXX高级工程师XXX高级工程师XXX高级工程师XXXX有限公司二XX年XX月XX日 目 录前 言1第一章技改项目情况6第一节 井田概况6第二节 矿井建设的外部条件8第三节 矿井建设的资源条件10第二章 井田开拓17第一节 井田境界及储量17第二节2、 矿井设计生产能力及服务年限18第三节 矿井开拓及开采19第四节 井筒及主要巷道特征21第五节 井下开采23第三章运输及设备28第一节 运输方式的选择28第二节 矿车28第四章 矿井通风与安全37第一节 概况37第二节 矿井通风37第三节 灾害预防及安全装备51第五章 通风、提升、排水、压风设备64第一节 通风设备64第二节 提升设备69第三节 排水设备71第四节 压风设备73第六章 地面生产系统74第一节 地面生产系统与设施74第二节 主井工业场地平面布置75第七章 电气及通讯77第一节 供电电源77第二节电力负荷77第三节地面供配电77第四节 井下供电78第五节 通信78第八章 给排水793、第一节 概况及设计依据79第二节 给 水79第三节 排 水81第九章 环境保护82第十章 建井工期84第十一章 技术经济分析及评价87第一节 基本数据87第二节 财务部分88第三节 主要技术经济指标91附录：1、*县*xx煤矿有限责任公司委托书2、*县*xx煤矿有限责任公司采矿许可证3、煤炭生产许可证4、安全生产许可证5、营业执照6、占用矿产资源储量登记书7、划定矿区范围申请审批书8、巴中市经济委员会文件，巴市经发2006102号关于*县沙河煤厂等37家煤矿2006年度瓦斯等级鉴定的批复9、*县*xx煤矿有限责任公司提供的煤样检测报告10、*县*xx煤矿有限责任公司救护协议 前 言一、概况*县4、*xx煤矿位于*县城335方位，直距5.1km处。行政区划属*县xx乡所辖。矿山标识性坐标：。 该矿于1991年始建，1992年正式投入生产，属股份合作企业。矿井原设计生产能力为3万t/a，采用平硐开拓方式，主平硐标高为+580m，回风平硐标高为+719m。矿井采用边界式通风方式、抽出式通风方法。*县*xx煤矿系合法生产矿井，已开采多年，2004年延续登记取得采矿许可证，2006年安全现状综合评价为B级，2005年10月取得了安全生产许可证。2004年7月29日取得的采矿许可证登记生产规模为3万t/a，为了企业的长足发展，同时也为了合理利用资源，该矿扩能矿井，其生产能力3万t/a扩大到6万t/5、a。有关证照情况列入下表 。 矿井有关证照一览表证照名称编号登记规模颁证机关颁证日期有效期企业营业执照巴中市工商行政管理局2003.5已年检采矿许可证3万t/a*省国土资源厅2004.7 2010.7 安全生产许可证川MK安许证字2006511921055B3万t/a*煤矿安全监察局2005.10 2008.10 煤炭生产许可证X22170310032Y11万t/a*省煤炭生产许可证许可证办公室2004.8 2010.7矿长资格证（刘小东）0053134*煤矿安全技术培训中心2005.102009.10 由于该矿原有的巷道，通风系统，机电设备及地面广场不能满足现有的生产能力的需要，从安全和技术6、的角度出发，对矿井进行技术改造已势在必行。为此，*县*xx煤矿特委托我公司对该矿进行技改（扩建）工程可行性研究报告编制工作。矿井原有储量为210.9kt，2006年煤矿矿权整合时，新配资源储量为310.6kt。矿井现有资源储量521.5kt，可采储量443.3kt。按技改后6万t/a生产能力计算，矿井尚可服务5.3a。矿井现有电源：电源取自城西10kv变电站，从城西10kv变电站至煤矿采用10KV架空线，线型为LGJ35，距离矿井9km，该电源质量较好，作为矿井的主要电源。矿井另一趟电源为：从城东10kv变电站至煤矿采用10KV架空线，线型为LGJ35，距离矿井6km，作为矿井的备用电源。矿区7、内有丰富的山溪水可作为矿井供水水源，其水量、水质完全满足全矿生产及生活用水。此外，矿井技改所需的钢材、水泥、砖、石材、木材等均可就地或就近解决；原煤矿管理人员、工程技术人员和技术工人及外聘人员将参与矿井的技改工程建设和生产，为矿井建设生产提供技术力量和熟练工人。综上所述，矿井技改工程符合现行煤炭产业政策。*县*xx煤矿技改已具备了必要条件。二、矿井技改的社会效果2003年以来，面对国民经济持续高速增长的态势，能源的需求量亦增长很快。目前*能源供应较紧张，*是一个缺煤省，同时也是一个以煤为主的能源消耗省，煤炭约占全省能源消耗的74%。据有关部门预计，今后*省的煤炭缺口量较大，若全部由外省调进，不8、仅铁路运力无法满足，其高昂的运费也令用户无法承受。该井田原煤可作发电厂动力用煤或民用煤，目前产品供不应求。根据目前的生产经营状况，该矿井原煤生产成本为98.5元/t左右，原煤售价为200元/t左右，随着煤炭价格政策的调整，煤炭售价有进一步提高的空间，矿井技改工程有较好的经济效益。改造*县*xx煤矿，使生产能力由现在的3万t/a增至6万t/a，对缓解当地的煤炭供应紧张局面有利；并能带动相关行业的发展，解决部分当地剩余劳动力。三、编制报告的依据1、法律、法规1）中华人民共和国安全生产法；2）中华人民共和国煤炭法；3）中华人民共和国矿山安全法；4）中华人民共和国行政许可法；5）国家煤矿安全监察局令第9、5号煤矿安全生产基本条件；6）安全生产许可证条例。2、标准、规范1）煤矿安全规程；2）煤炭工业小型矿井设计规定；3、企业文件、资料1）矿井四证（采矿许可证、煤炭生产许可证、安全生产许可证、营业执照）；2）*县*xx煤矿煤炭资源保有储量核实报告； 3）*县*xx煤矿安全现状综合评价报告；4）川办函200730号*省人民政府办公厅关于巴中市煤炭资源整合方案的复函；5）*省*县*xx煤矿瓦斯等级鉴定批复；煤层自燃发火倾向性、煤尘爆炸危险性鉴定报告；6）矿井地形地质及井上下对照图、采掘工程平面图、通风系统示意图、采煤作业规程、掘进作业规程等；7）*县*xx煤矿提供的其它各种基础资料。4、*县*xx煤矿10、委托书5、参考资料1）煤矿矿井采矿设计手册（煤炭工业出版社1984年版）；2）采矿工程设计手册（煤炭工业出版社2003年版）。四、设计指导思想1、严格执行煤矿安全生产法规和国家环保政策。重视安全生产，加强环境保护，采取行之有效的措施，使矿井技改后达到国家有关安全生产和环保政策相关要求。2、充分利用和依托矿区内公共设施，简化生产、生活环节，提高矿井建设的综合经济效益，节省建设投资。3、充分尊重业主意见，以尽量回收煤炭资源为前提，做到安全可靠、布局合理、系统完善、环节畅通，并充分利用矿井原有设施、设备，以达到工期短、投入少、多产出、快产出、安全经济效益高的目的。五、设计简介矿井本次技改工程，未改变11、原有井口数目、位置。设计仍采用平硐开拓，采用矿井原有的580主平硐、665m2号平硐和719回风平硐，三个平硐均布置在Y3煤层中，标高分别为+580m、+665m和+719m。矿井通风为边界式通风方式，通风方法为抽出式。根据矿区煤炭资源赋存条件，开采Y3煤层时，采用平硐开拓方式，利用原有的主平硐、2号平硐和回风平硐，阶梯开采。矿井利用主平硐、2号平硐进风，回风平硐回风，构成矿井生产系统。采煤工作面采用走向长壁采煤法， 工作面采用爆破落煤，刮板运输机运煤，金属摩擦支柱支护，全部垮落法管理采空区 。矿井地面工业广场及生产、生活设施，利用现有的进行改造和增添。设计利用矿井现有工业广场部份已有设施，同12、时新建部份地面辅助生产系统。办公室及职工宿舍可对现有矿部已有建筑设施进行改造利用。六、矿井主要技术经济指标1、矿井设计生产能力 6万t/a2、日产原煤 182t/d3、保有资源储量 521.5kt4、矿井服务年限 5.3 a5、达产时井巷工程量 3276m6、全员工效 0.815t/工7、工程总投资 1179.197万元8、吨煤投资 196.5元/吨9、矿井技改工程建设工期 19个月七、存在问题及建议1、矿井范围内有老采空区存在，开采过程中必须按照“有疑必探，先探后掘”原则，做好矿井探放水工作，确保矿井安全生产。2、本次可研采用的地质资料，对煤层赋存、采空区等情况，需在今后的生产活动中进一步完13、善。第一章 技改项目情况第一节 井田概况一、交通位置*县*xx煤矿位于*县县城北西方向，平距约4km的xx乡境内，南至县城约6km与二南（*县至陕西省南郑县）公路相连。巴中市向西约153km至广元市，交通较为方便（见交通位置图1-1）。*矿图1-1 ：交通位置图二、气象及地形地貌本井田属中低山幼年期地形，地形与地层产状一致，该井田岩层呈单斜展布。山地海拔标高+720m+1250m，区内以松树、灌木、杂草为主，植被覆盖率在90%以上。区内人口稀少，经济以农业、林业、煤炭为主。气候：该区属亚热带大陆性山地温湿气候，由于区内相对高差大，气候垂直变化明显，常见山上阴霾雾雨，山下却是艳阳高照，近几年来的14、气象观测资料：气温：年平均气温17.618.7，冬季月平均气温8.10，低气温-2.1；夏季月平均气温27.2，最高气温39.8，59月平均气温在20以上，其余各月平均气温在10左右。降雨量：年最大降雨量1692.3毫米，最小降雨量935.8毫米。年平均降雨量1230.1毫米，降雨量多集中在雨季58月，最大降雨量56.8218.4毫米，最大降雨量过程312天，降雨量109.5532.2毫米，12月至次年2月雨量偏少，最长连续无降水日数达1139天。湿度：年平均相对湿度88.6，绝对湿度平均17.9毫巴。蒸发量：年总蒸发量平均1293.73毫米，夏季炎热，雨量大。气温高蒸发量亦大，48月平均蒸发15、量181.49毫米，11月至次年2月平均蒸发量为48.39毫米。风速：最大月风速2.4米/秒，最小月风速1.5米/秒，平均年风速2.0米/秒。三、地温区内地温正常，该矿建矿以来尚未出现地热异常现象。四、地震情况地震：根据国家地震局1990年出版的中国地震烈度区划图，矿区所处区域属地震烈度区划度区。五、相邻矿井及老窑矿区北边有xx乡煤矿,南边有xx乡扶贫煤矿，西边有*煤矿，东边有流南河煤矿。本矿与周边矿井边界清楚，矿权明确，无资源纠纷。且都按规定留有煤柱，不存在相邻矿井开采影响。但矿井自身有采空区存在，在开采过程中应坚持探放水原则，留够采空区隔离煤柱，防止老空积水的威胁。六、矿区经济情况*煤炭为16、龙头，以茶叶、木耳、核桃、饲料为农副产品，矿区以农村住户为主，河流两侧多种植水稻、山地则以种植玉米、红苕、山芋为主。七、水源和电源矿区生活用水量不大，源于山泉，水质未受污染，能满足矿山生产、生活所需。矿井现有电源：电源取自城西10kv变电站，从城西10kv变电站至煤矿采用10KV架空线，线型为LGJ35，距离矿井9km，该电源质量较好，作为矿井的主要电源。矿井另一趟电源为：从城东10kv变电站至煤矿采用10KV架空线，线型为LGJ35，距离矿井6km，作为矿井的备用电源。第二节 矿井建设的外部条件一、交通运输条件及评述*县*xx煤矿位于*县县城北西方向，平距约4km的xx乡境内，南至县城约6k17、m与二南（*县至陕西省南郑县）公路相连。巴中市向西约153km至广元市，交通较为方便。由此可见，矿井所在区域运输条件较好，可满足矿井外部运输的要求。二、电源及通讯情况评述矿井现有电源：电源取自城西10kv变电站，从城西10kv变电站至煤矿采用10KV架空线，线型为LGJ35，距离矿井9km，该电源质量较好，作为矿井的主要电源。矿井另一趟电源为：从城东10kv变电站至煤矿采用10KV架空线，线型为LGJ35，距离矿井6km，作为矿井的备用电源。矿井现采用程控电话与移动电话与外界保持通讯，通讯条件较好。由上可见，矿井所在区域电源条件较好，可为矿井提供安全、稳定的可靠电源，通讯条件也较好。三、水源条18、件及评述 该矿井生产、生活用水均取自矿区山溪水，其水质水量完全能满足矿井技改后生产和生活用水的需要。四、迁村、土地征用情况及评述本井田位于山区，区内无农田，本着少占好地的原则，矿井工业场地占地较少，均布置在挖、填方量相对较小的山坡地带，土地征用以坡地为主，矿井建设不涉及村庄迁移。五、主要建筑材料供应条件及评述该矿井建设所需的建筑材料可在当地或就近解决。六、资源条件评述矿井原有储量为210.9kt，2006年煤矿矿权整合时，新配资源储量为310.6kt。矿井现有资源储量521.5kt，可采储量443.3万t。按技改后6万t/a生产能力计算，矿井尚可服务5.3a。开采技术条件简单，资源较可靠。上述19、资源条件完全能满足6万t/a生产能力的要求。七、市场、技术及资金(一) 市场根据国家发改委资料2004年全国煤炭产量已达19亿t，仍缺口近1亿t。预计2005年全国煤炭需求量约21亿t，生产量约为20亿t。仍缺口约1亿t。在未来10年内，我国的煤炭供应处于逐渐偏紧的趋势。国家对煤炭开发布局的基本原则是稳定东部开发规模，加大西部开发强度。据有关部门预计，今后*省的煤炭缺口每年将在7Mt以上，煤炭供需矛盾仍较尖锐。而矿区所在地*是巴中市的主要工业区之一，经济比较发达，特别是近十几年，发展更为迅速。其周边分布着多家大中型骨干企业，对煤炭的需求量较大。该井田原煤可作发电厂、动力用煤或民用煤，目前产品供20、不应求。(二) 技术及资金本矿技改建设的总投资为1179.197万元，企业自筹集资金700万元，贷款200万元，其他渠道解决资金300万元。矿井现有煤矿工程技术人员和熟练工人，对矿井技改工程建设及生产管理提供技术保障。七、综合评述综上所述，矿井所在区域运输条件较好，矿井外部运输可充分利用现有的公路和外部公路；矿井有双电源，供电电源安全可靠；供水水源条件较好；矿井建设所需材料，均可就地或就近解决；矿井占用的土地较少，多为山坡和旱地，且不需拆迁民房；煤矿业主能为矿井建设提供资金保障，并具有一定的经营管理能力，而且矿井生产的煤炭产品有稳定可靠的用户；故矿井技改建设的外部条件已具备。第三节 矿井建设的21、资源条件一、地层区内出露地层由老至新依次为三叠系中统雷坡组（T2l）、三叠系上统须家河组（T3xj）、侏罗系中下统白田坝组（J1-2b）、侏罗系中统千佛崖组（J2q）、第四系（Q）。分述如下：三叠系中统雷坡组（T2l）：区域内厚315730m，本区仅出露中上部地层。岩性为灰、深灰色中厚层灰岩、白云岩夹钙质泥岩，上部夹泥灰岩，底部和中部夹24层杂色角砾岩及透镜状石膏。三叠系上统须家河组（T3xj）：矿区内厚235m左右，为含煤地层。其岩性岩相变化大，以灰、深灰色中厚层及块状细粒长石石英砂岩为主，夹粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、炭质泥岩及薄煤层，含菱铁矿。含钙质，含大量植物化石。长石石英砂岩中夹22、有薄层不稳定的砾岩，底部局部见砾岩，顶部偶见泥灰岩。常按粒级重复组成14个不完整的韵律层，各韵律岩性组合由下而上为：粗料长石石英砂岩及透镜状砾岩细砂岩含泥质粉砂岩或砂质泥岩炭质泥岩夹煤层有煤02层（由下而上，依次为Y3、Y2），其中可采1层（Y3煤层）。与下伏地层假整合接触。侏罗系中下统白田坝组（J1-2b）：矿区内厚350m左右。上、中部为黄灰、绿灰色粉砂质泥岩，夹灰色细粒砂岩及泥岩、煤线；下部为灰色厚层状细粒砂岩、粗砾岩。中下部含大量植物化石。与下伏地层假整合接触。侏罗系中统千佛崖组（J2q）：厚度不详。为深灰色泥岩夹细粒砂岩、粉砂岩及粉砂质泥岩。含瓣鳃化石。底部为细粒砂岩，含细砾石。与下23、伏地层整合接触。第四系（Q）：矿区大部分范围均有出露，除河沟中的冲积物外，其余均为灰岩、砂岩及泥岩风化破碎形成的残坡积物，厚度一般为0.55m。二、构造矿区内未发现大型断层及规模褶皱破坏煤层的状况，煤层以似层状赋存，稳定性在矿区内属中等稳定。地层产状平均约为20左右，除矿区中部有古河床冲刷地段之外，其余部份煤层较为连续。煤层平均厚度在0.60m以上，适宜于缓倾角采煤工作面的布置。三、煤层*县*xx煤矿开采Y3煤层为上三叠统须家河组上部的七连子（Y3）煤层。Y3煤层俗称“七连子”赋存于桥坝背斜南翼上三叠统须家河组上段（T3Xj3）的一套河流滨湖相沉积韵律中，距上覆白田坝组40m，距下覆Y2煤层约24、70m，属局部可采煤层。矿区范围内所见的Y3煤层由48个煤分层组成，煤层结构复杂，分煤层单层厚0.10.55m不等，夹矸37层，厚0.020.49m不等。向东Y3煤层厚度有变薄之趋势，厚0.500.65m。矿区范围内煤层厚度变化相对较小，趋于较稳定型，其底板为岩屑砂岩，砂岩或粉砂岩，顶板常为粉砂岩或粉砂泥岩。 含煤地层煤层特征见表1-2。表1-2 *煤矿煤层赋存情况表 含煤地层煤层编号煤层厚度煤层倾角煤层结构可采性稳定性相对密度（t/m3）顶底板及岩性最大(m)最小(m)最大()最小()煤分层数夹矸层数顶板底板三叠系上统须家河组Y30.650.53021/稳定全区可采1.35粉砂岩或粉砂泥岩岩25、屑砂岩，砂岩或粉砂岩该矿所产原煤主要作为发电厂、动力用煤或民用煤，。五、水文地质情况1、地下水主要类型地下水类型主要为松散孔隙水和基岩裂隙水，其含水性受基岩岩性、裂隙发育程度控制。第四系残坡积物，岩性混杂，透水性好；中厚层岩屑砂岩、砾岩裂隙发育，为裂隙含水层；煤层及粘土岩透水性差，裂隙不发育，为相对隔水层。煤矿地势较高，地表水向东顺坡排泄通畅。（1）碎屑岩层间裂隙水为矿区地下水主要类型。须家河组地层中砂岩比例占76%，最大涌水量为157.94m3/日，一般为11.08 m3/日，埋藏深度及含水富集地段为地下28m74m之间，地下水埋藏较浅。（2）松散堆积孔隙水为矿区浅表含水的又一类型，主要分布26、于山坡，以及地势较低，利于侵蚀堆积的地段，由于分布面积局限且小对矿区地下水影响不大。（3）砂砾岩孔隙水矿区主要含水层，由粒度不等的各类砂岩孔隙储水，其余泥岩，粉砂质泥岩以及泥质粉砂岩，煤层基本不含水，为相对隔水层，矿区内影响水文变化的主要为须家河组砂岩以及白田坝组底部的砾岩，这些砂岩孔隙水含水性不均一，普遍较弱，对矿坑充水强度较小，但在井巷，可造成潮湿漏水及局部淋水现象。2、地下水补给、迳流和排泄扩能矿区具有埋藏浅迳流距离短，补给排泄较近，以及储水体富水性能较差等特点。由于矿区相对高差在500m以上，坡度角一般在2030之间，大气降雨以片流的形式可以在较短的时间内排泄到汇水盆地，通过流溪河排入27、*，地表水排泄状况良好，除矿区西部的流溪河（又叫黄家河）之外，区内无别的地表水体，其地下水补给主要为大气降雨。部分地表水渗入地下后，通过岩石孔隙及原生，次生裂隙向深部运移，并向含煤岩系渗透，形成地下水。地下水的贫富在本区来说，主要决定于大气降雨的大小及补给条件，如承水面大小，裂隙发育程度以及含煤岩系距地表的距离（即埋深值）等，距井下调查，本矿尚未发现明显的突水地段，但部分井巷渗漏滴水的现象是存在的。3、主要含隔水层矿区Y3煤层顶板之上主要含水层为：下侏罗统白田坝组第二段下部的灰白色中粗粒岩屑砂岩，杂色块状巨砾岩组成，平均厚度172m ,该砾岩构造裂隙发育，往往在地表形成泉水点，根据钻孔揭露（Z28、K6）,涌水量可达35.884L/s, 井下揭露单位涌水量可达0.15L/sm，是Y3煤层开采直接的充水含水层。七连子煤层（Y3）主要的隔水层为紫灰色粉砂质泥岩，炭质泥岩以及Y3煤层本身厚度约在20m左右，裂隙不发育，是本煤层的主要隔水层。4、矿井充水条件（1）矿区所在的区域，年均降水量平均为1160mm，大气降雨较为丰富，大部分以片流的形式汇入水盆地及沟谷之中，少部分渗入地表以下，参加地下水的迳流，储存与排泄，成为矿井充水的主要水源，据矿山介绍天降暴雨时，井下涌水量明显增大，说明井下水源与地表降水存在一定的联系。（2）上山部分的老窑水及井巷充水矿山Y3煤层上山部分为xx乡在建煤层，再其上即为29、Y3煤层的露头，沿Y3煤层的露头线，过去的老窑及民采坑洞较多，其采空区所储的老窑水即是矿区地下水的主要供水给源。（3）煤层顶板砾石的裂隙水及孔隙水矿区Y3煤层顶板之上主要含水层为：下侏罗统白田坝组第二段下部的灰白色中粗粒岩屑砂岩，杂色块状巨砾岩组成，平均厚度172m ,该砾岩构造裂隙发育，往往在地表形成泉水点，根据钻孔揭露（ZK6）,涌水量可达35.884L/s, 井下揭露单位涌水量可达0.15L/sm，是Y3煤层开采直接的充水含水层。七连子煤层（Y3）主要的隔水层为紫灰色粉砂质泥岩，炭质泥岩以及Y3煤层本身厚度约在20m左右，裂隙不发育，是本煤层的主要隔水层。（4）古河床含水层矿区中部66830、.44m标高的主井巷于225m以及510m处分别发现煤层缺失区，宽度45m、52m，分析应为古河床，因此，古河床含水层的水源也是矿井充水源之一。六、工程地质条件1、新构造运动和地震根据野外调查，矿区所在区域，处地质营力普遍以剥蚀和侵蚀为主，堆积作用相对微弱，仅沿老河沟以及流南河两岸及山间平坝见有少量的残坡积及侵蚀堆积物，反映出矿区新构造运动仍以上升为主，下降堆积作用较弱。根据国家地震局1990年编制的中国地震烈度区划图，巴中地区属地震波及区，地震震级为度区，矿区处于扬子准地台北缘，大巴山断裂带之南西块体，地壳处于相对稳定区。2、岩石工程类型及特征矿区内出露的地层从上三叠统须家河组至中下侏罗统的31、白田坝组及千佛岩组，均为一套碎屑岩建造，其工程力学性质分类应属坚硬岩石类型半坚硬岩石类型，岩石风化严重，节理发育，对岩石的连续性破坏较为严重。因此，滑坡、垮塌应是区内主要的工程地质问题。按照地质构造，地形地貌以及岩石组合等工程地质综合特征，矿区工程地质分区属中浅山碎屑岩半坚硬坚硬岩类工程地质区。七、瓦斯、煤尘及自燃发火情况1、瓦斯根据巴中市经济委员会文件，巴市经发2006102号关于*县沙河煤厂等37家煤矿2006年度瓦斯等级鉴定的批复，*县*xx煤矿属低瓦斯、低二氧化碳矿井，矿井相对瓦斯涌出量为5.76m3/t ，绝对瓦斯涌出量为0.39m3/min，矿井相对二氧化碳涌出量为4.49m3/t32、 ，绝对二氧化碳涌出量为0.43 m3/min。2、煤层自燃及煤尘爆炸性根据煤炭科学研究总重庆分院2003年12月对该矿开采煤层的煤尘爆炸性鉴定报告，该矿开采煤层爆炸性试验结果：无煤尘爆炸危险性。根据煤炭科学研究总重庆分院对该矿煤层的煤炭自燃倾向等级鉴定报告，该矿开采煤层自燃倾向为三类，不易自燃。八、地质储量矿井原有储量为210.9kt，2006年煤矿矿权整合时，新配资源储量为310.6kt。矿井现有资源储量521.5kt，可采储量443.3kt。按技改后6万t/a生产能力计算，矿井尚可服务5.3a。第二章 井田开拓第一节 井田境界及储量一、井田境界2，开采煤层：Y3（七连子），开采标高：+733、35+580（表1）。表1 *县*xx煤矿原矿区范围及拐点坐标表拐点号XY矿权设置1358702036388970开采煤层：Y3（七连子）面积：0.554km2标高：+735+580采高：155m设计生产能力：3万吨/年235873453638991533587000363903704358656536389120巴中市*片区煤炭资源矿业权设置方案划定*县*xx煤矿拟扩储矿区范围由6个拐点圈闭，面积：0.923km2，开采煤层：Y3（七连子），开采标高：+770+580m，采高：190m（表2）。 表2 *县*xx煤矿矿业权设置方案及拐点坐标表拐点号XY矿权设置135873003638861034、开采煤层：Y3（七连子）面积：0.923km2标高：+770+580采高：190m设计生产能力：6万吨/年23587435363899703358700536390400435866053638926553586905363889256358687536388690根据*省人民政府办公厅川办函200730号文关于巴中市煤炭资源整合方案的复函及巴中市*片区煤炭资源矿业权设置方案，*县*xx煤矿拟申请扩储矿区范围与矿业权设置方案一致，由6个拐点圈闭，面积：0.923km2，开采煤层：Y3（七连子），开采标高：+770+580m，采高：190m。二、地质资源储量及可采储量(一)地质储量根据该矿提供的35、资料，矿井原有储量为210.9kt，2006年煤矿矿权整合时，新配资源储量为310.6kt。矿井现有资源储量521.5kt。(二)矿井设计储量及矿井可采储量1、矿井煤柱的留设根据建筑物、水体、铁路及主要井巷煤驻留设与压煤开采规程的相关规定，结合矿井实际开采情况，留设煤柱情况如下：边界煤柱： 1）边界煤柱：矿井在划定资源范围内开采，井田内其它相邻煤矿留设边界煤柱20m。对浅部采空区留设20m隔离煤柱。2）地面建筑物煤柱：矿区开采范围内无地面建筑物。3）断层煤柱：矿区开采范围无断层。4）井巷煤柱：总回风巷道留设20m护巷煤柱，采区间留设20m隔离煤柱。 2、设计储量及可采储量的计算经计算，可采储量36、443.3万t。 第二节 矿井设计生产能力及服务年限一、矿井工作制度矿井工作制度为年工作日330d，回采工作面为“自采自准”的作业组织方式，掘进工作面为“三八”制作业方式。二、矿井设计生产能力矿井设计生产能力系按设计规定的工作制度和各生产环节在正常生产条件下持续、稳定、安全地完成日产量和年产量。影响确定矿井设计生产能力的因素很多。不仅要考虑资源总量、煤层生产能力、开采技术条件、各系统的技术装备水平、经营管理能力及其区域规划等因素，还要考虑能保证矿井正常安全生产，并获得最佳经济效益。结合本井田内煤层赋存条件及开采条件，综合考虑矿井资源总量、投入与产出、煤层生产能力、开采技术条件，并结合现行煤炭产37、业政策确定矿井设计生产能力为6.0万t/a。三、矿井服务年限矿井服务年限按下式进行计算 =5.3 (a) 式中: Zk矿井设计可采储量（经计算Zk为443.3tt）； A矿井设计生产能力（60kt/a）； K储量备用系数（取K=1.4）。经计算，矿井服务年限为5.3a。第三节 矿井开拓及开采一、矿井开拓开采现状该矿于1991年始建，1992年正式投入生产，属股份合作企业。矿井原设计生产能力为3万t/a，采用平硐开拓方式，主平硐标高为+580m，回风平硐标高为+719m。矿井采用边界式通风方式、抽出式通风方法。矿井只开采Y3煤层，目前在Y3煤层布置有1个采煤工作面，2个掘进工作面。为符合国家现行38、的煤炭行业要求和有关设计规范，结合矿井的资源状况和开采技术经济条件，决定对矿井进行扩建，并将矿井生产规模由3万吨/年扩到6万吨/年。二、扩建工程方案的确定1、扩建工程开拓方案的确定该矿为扩建矿井，为充分利用现有建设工程，减少再投资。本次扩建工程不改变原有井口数目、位置，仍采用平硐开拓，利用现有+580m主平硐、+665m2号平硐作为运输、进风平硐，利用现有+719m回风平硐作为回风井（详见开拓系统布置图）。2、矿址布置方案利用现有工业广场及地面设施进行增设和改造。 3、产品方案该矿产品为原煤直接销售。三、扩建工程1、开拓方式根据井田地形地貌特征、地质构造，矿井扩建工程决定采用平硐开拓方式。2、39、水平及采区划分矿井标高范围为+770m+580m，垂高190m,本次设计按现有平硐标高划分为+580m、+665m和+719m水平。由于矿井开采煤层倾角为25左右，属倾斜薄煤层，矿井走向长浅部800m左右，深部1100m左右，故作为一个区域进行开采。3、通风方式根据矿井筒位置，矿井采用边界式通风方式，抽出式通风方法。 设计利用+580m主平硐、+665m2号平硐进风，+719m回风井回风。四、主要运输巷道及总回风巷道的布置矿井所采Y3煤层为薄煤层，煤层平均倾角25，其水平运输巷道及回风巷道均布置在煤层中。五、开采顺序矿井为单一煤层，开采垂高190m，采用走向长壁布置工作面，从上到下开采。第四节40、 井筒及主要巷道特征 一、井筒特征1、+580主平硐 布置在Y3煤层中，铺设15kg/m的钢轨，轨距600mm，承担运输、进风、行人、排水和敷设缆线等任务。平硐断面的形状、参数及支护形式详见主要井巷特征表。2、+665m2号平硐 布置在Y3煤层中，铺设15kg/m的钢轨，轨距600mm，承担运输、进风、行人、排水和敷设缆线等任务。平硐断面的形状、参数及支护形式详见主要井巷特征表。3、回风平硐 +719m回风平硐作为辅助行人、回风及安全出口之用，装备主要通风机。回风平硐断面的形状、参数及支护形式详见主要井巷特征表。二、车场及硐室布置车场：在运输大巷内间距200m设置一个错车场，车场长度不小于4041、m，用于井下运输调度。轨道上山上部采用顺向平车场，下部车场采用平车场。这样有利于提高提升运输和车场的通过能力。车场巷道和硐室，由于服务年限较长，均采用料石砌碹支护。三、主要巷道的支护形式、断面形状、参数及坡度1、巷道断面及支护形式主平硐、回风平硐、采区运输巷道、采区回风巷道、轨道上山和行人上山及回风上山为半园拱形断面，采用料石砌碹支护，采面运输机巷和回风巷为梯形断面，采用金属支架，棚间距离不大于1.0m。如用料石砌碹支护则为半园拱形断面。2、坡度平硐、回风平硐、采区运输、回风巷道的坡度为3，并向井口方向下坡。轨道上山、行人上山和回风上山的倾角为25。3、 主要巷道的参数主要巷道的参数详见主要井42、巷特征表2-2所示。表2-2 主要井巷特征表名 称单位主平硐2号平平硐回风平硐采区运输巷采区回风巷通风行人上山井口坐标Xm358730035874003587800/Ym363902803638988036389840/Zm580665719 +719+770 /a/坡度度333井巷长度m560480560井巷断面净m25.15.14.35.14.34.3毛m26.86.85.86.85.85.8断面形状/半园拱半园拱半园拱梯形梯形梯形支护厚度mm200200200/支护要求/砌碹砌碹砌碹金属支架金属支架金属支架巷道性质/岩巷岩巷岩巷半煤岩巷半煤岩巷半煤岩巷支护材料/料石料石料石工字钢工字钢工43、字钢第五节 井下开采一、采区划分及尺寸1、采区划分根据井筒在井田中的具体位置和开拓巷道的布置，按现有平硐标高,划分为+719m、+665m、+580m三个水平。上水平长度约800m，下水平长度约1100m，故不再划分采区。2、采区尺寸1) +719m水平：走向长度为800m，倾斜长度平均为120m。2）+665m水平：走向长度为800m，倾斜长度平均为128m。3）+580m水平：走向长度为1100m，倾斜长度平均为200m。 3、采区煤柱1）走向方向 采区边界留设20m隔离煤柱。 与回风斜巷留设20m隔离煤柱。 回风上山留设1015m护巷煤柱。2）倾斜方向阶段巷道间留设20m护巷煤柱。 二、44、巷道布置矿井开采Y3单一煤层，倾角平均25度左右，阶段巷道、上山均布置在煤层中。三、开采顺序及回采方式该矿为单一煤层，采用从上到下的顺序开采，采煤工作面采用后退式开采。四、采煤方法(一) 采煤方法的选择Y3煤层厚度0.500.65m，平均倾角为250，较稳定型，其底板为岩屑砂岩，砂岩或粉砂岩，顶板常为粉砂岩或粉砂泥岩。设计采用走向长壁采煤方法。(二) 采煤工作面落煤及运煤工艺根据煤岩物理性质和煤层赋存条件，结合矿井开采经验和管理能力，拟定工作面采用放炮落煤。采煤工作面采出的煤炭，经工作面搪瓷溜槽（或刮板输送机）运出，通过溜煤小眼装入矿车。(三) 工作面尺寸与顶板管理工作面的合理长度是保证工作面45、高产、稳产的重要因素之一。一般情况下，加大工作面长度对获得高产、稳产和提高劳动生产率、降低吨煤成本是有益的。但是，由于该矿开采煤层为极薄煤层，工作面长度过长，会导致工作面推进速度慢，循环率低，管理不方便，不利于矿井安全生产。该矿井开采薄煤层，从工作面生产能力、工作面装备、经济合理、管理方便、易于操作等方面考虑，确定单工作面长度为90m。因所采煤层属薄煤层，故设计一次性采全高。采用金属摩擦支柱进行支护，全部垮落法管理采空区顶板。采煤工作面采用自采自准，排距为0.8m，柱距1.0m。最大控顶距2.9m,最小控顶距2.1m。 按矿井生产能力和实际管理经验，随着矿井安全生产的不断发展和现场技术管理水平46、的提高，矿井应提高安全生产技术装备水平，采煤工作面按“自采自准”的循环作业方式，“四六”作业制，一日四个循环，循环进度为0.8m，按年工作日330天，循环率85计算，能满足年产6万吨的要求。 (四) 工作面支护选择矿井开采煤层均为倾斜薄煤层。设计回采工作面一次性采全高，根据煤层顶底、板岩性及矿井实际开采条件和开采技术经验，回采工作面使用金属摩擦支柱支护，选用MJP型系列金属摩擦支柱，并配备一定数量的液压升柱器和回柱器。要求同一个采面不得使用不同类型和不同性能的支柱，不得铁木混支。矿井开采煤层实际采高0.50.65m ，平均0.6 m。使用MJP-800/350型金属摩擦支柱，工作阻力4035047、KN，支撑高度0.470.8m。矿井在生产过程中应根据煤层顶、底板岩性和来压步距情况，结合矿井实际开采技术经验，回采工作面密集支柱的间距和放顶步距应在作业规程中明确规定。同时制定防止支柱倾倒的安全措施。(五) 采煤工作面装备本设计采用走向长壁采煤法，工作面放炮落煤，配备ZMS-12型湿式煤电钻2台。工作面配备100张搪瓷溜槽或(1台SGD-420/22型刮板输送机)，运输煤炭。(六) 采区及工作面回采率根据规范要求，采区回采率为85，工作面回采率为97。(七) 采煤工作面生产能力考虑矿井正常生产接替和采区巷道布置形式，技改投产时，在+719m布置一个回采工作面进行生产。工作面生产能力按下式计算48、：式中：N-工作面个数（N=1个）；L工作面平均斜长（工作面净长L=90m）； M煤层平均纯煤厚度（M=0.6m）； I工作面年推进度（I=33040.80.85=897m） R煤层容量（R=1.35t/m3）C工作面回采率（C=97）将上述数据代入式中，则：A采=1900.658971.350.97 =68715（t）掘进的出煤量按3考虑，则矿井达产时生产能力为：A矿=1.03A采=1.0368715=70777 （t）由此可知，布置一个工作面正常生产即达到6万t/a的设计生产能力。五、巷道掘进(一) 掘进工作面个数及装备技改工程完工移交生产时，配备2个掘进工作面，即+580运输巷掘进工作面49、和+665运输巷掘进工作面。每个掘进工作面配备2台湿式煤电钻(ZMS-12)，1台YBT-5.5或一台YBT-11型局部通风机。矿井配备1台TXU-75型探水钻，并配备1台TBW-50-1.5型泥浆泵，用于采掘工作面探放水作业。(二) 采掘比例关系技改工程投产回采时，共设1个采煤工作面， 2个掘进工作面。其采掘工作面个数比为1：2。预计矿井掘进出矸率为：20。(三) 达产时三个煤量根据开拓开采布置，经测算，矿井达产时三个煤量及可采期见下表，矿井三个煤量及可采期符合规定要求，可保证矿井正常生产接替。表2-3 投产时三个煤量及其可采期项 目 名 称开 拓 煤 量准 备 煤 量回 采 煤 量煤量（万50、t）52.1552.157.76可采期（a）5.35.31.3矿井技改工程正式投产时，应按设计开采技术要求编制采掘接续计划，按照采煤工作回采的需要，合理组织安排掘进工作，使“三个煤量”能满足和超过“三量”规定，保证采掘生产的正常接续、均衡、稳定地生产。(四) 矿井移交生产及达产时的井巷工程量技改工程的采煤工作面投产时，巷道工程量如下表所示。 表2-4 巷道工程量统计表序号巷 道 各 称井巷工程量（m）备注1 +580主平硐560扩巷改造2+665m2号平硐480扩巷改造3 回风平硐560扩巷改造4+719m运输大巷5505+770m回风大巷550 6+580回风斜巷2007+665回风上山1251、88+665运输上山1289开切眼120合 计3276 第二章 运输及设备第一节 运输方式的选择一、主平硐及水平运输巷运输方式的选择按照矿井开拓方式、矿井瓦斯涌出情况以及矿井长远发展规划，平硐及水平运输巷采用轨道运输。鉴于矿井扩大生产能力，运输量增大,运输距离增长，主平硐及水平运输大巷选用电池机车运输（机车技术特征见表3-1），其设备检修和充电均设置在地面充电房内。矿车采用MG1.1-6B型标准矿车，运输设备和材料采用MC1-6B材料车或MP-6B平板车。 人员上下班为步行。二、主要运输巷道断面、坡度及轨型平硐及水平运输巷断面、支护方式详见表2-4-1主要井巷特征表。设计水平巷道坡度为3，铺设52、15kg/m钢轨，木轨枕，轨距为600mm。第二节 矿车一、矿车选型 、选型矿井在水平运输巷采用MG1.1-6A型一吨U型固定矿车，斜坡提升时均采用MPI-6A插销链环式。矿车规格特征见表3-1。 矿车规格及技术特征表 表3-1矿 车类 型载 重（t）外形尺寸（mm）轨 距（mm）轴 距（mm）自 重（kg）煤矸长宽高MGC1.1-6A矿车11.720008801150600550610MF-0.6-6翻斗车0.50.917009001050600500374MLC2-6A材料车20008801150600550520MPC2-6A型平板车20008804106005504902、各类矿车的数53、量计算按排列法计算矿车数量为82辆，考虑20%的备用及修理因素，全矿共计矿车总数为110辆(含材料车和平板车)。材料车采用1t插销式，型号为MC-6B，共6辆。平板车采用MP-6B型1t插销式，共5辆。矿车排列见表3-2。 矿车排列 表3-2序号地 点列车数(列)矿车数(辆)备用维修矿车数(辆)1装车站222掘进83提升系统84列车运行1215矸石山及煤坪296小计88177材料车68平板车59合计9910总计116第三节 运输设备选型一、大巷机车选型计算1、蓄电池机车列车组成计算根据矿井生产能力选用机车牵引运输方式。采用1t标准矿车，每列车由1辆机车牵引，机车粘着质量为2.5t，列车组成按下54、式计算：1）按重列车上坡启动条件： Q式中 Q重车组质量，t； Pn机车粘着质量，2.5t； P电机车的质量，2.5t； g重力加速度，9.8m2/s2； 电机车撒沙启动的粘着系数，0.24； 列车启动加速度，0.04m/s2； 重列车启动阻力系数，0.0135； i运输线路平均坡度，对于运输大巷，3 Q=26.2t2）按牵引电动机允许温升条件： Q式中 Fd电机车等值牵引力，2.548kN； a电机车调车时电能损耗系数，1.15； 重列车运行阻力系数，0.009； id等阻坡度，对于滚动轴承的矿车，2； 相对运行时间，经计算得0.58。=0.58 式中 调车及停车时间，45min； T前列车55、往返一次运行时间，经计算前期为得41.44min； T前列车往返一次运行时间，经计算前期为得41.44min； T后=41.44min T后=41.44min 式中 L加权平均运输距离km 机车平均速度，4.54km/h。 Q=39.9t3）按一个班内一台机车的电能消耗计算： Q2= 式中 W蓄电池组的放电容量，308Ah； U蓄电池组平均放电电压，48V； 从牵引电动机到蓄电池组的总效率，0.7； 调车电能消耗系数，1.15； Lm最大运输距离，2.1km； m一台机车在班内的往返次数，经计算取5次； 重列车运行阻力系数，0.009； id等阻坡度，2。 P电机车质量，2.5t。 Q2=1956、.9t 4）车组中矿车数n的确定：经以上3种条件计算，选取最小的电机车牵引质量为19.9t。 n=12.4，取12辆 式中 Q重车组的质量，t； q矿车载重质量,1t； q0矿车质量，0.6t。 2、制动距离验算： l= 式中 l制动距离，m 列车制动时的速度，6.1km/h； 制动时的粘着系数，0.17。 l= =6.17m经计算，每列车的矿车数为12辆，制动距离为6.17m，符合煤矿安全规程在运送物料时不大于40m的规定。3、矿井运行机车台数（1）电机车往返一次所需要时间为： T=41.44+30=71.44min 式中 T电机车往返一次所需总时间，min； T1列车往返一次运行时间，4157、.44min； 调车及停车时间，30min； （2）每台电机车每班可能运输的次数： m=5.8 式中 Tb电机车每班工作小时数，7h。 （3）每班需要的列车数： m1=11.4列 式中 m1每班需要的列车数，列； Y3运输不平衡系数，1.25； k2矸石系数，1.1； Ab矿井班产量，100t； n列车中的矿车数，12辆； q矿车装载质量，1t。（4）矿井所需电机车总台数： N=3台 式中 1.25备用和检修机车占工作电机车台数的系数。根据上述计算结果，矿井电机车工作总台数为3台。型号为XK2.5-6/48A矿用防爆蓄，其参数见下表 表3-3 蓄电池机车主要技术特征电机车型号XK2.5-6/458、8A-THXK2.5-6/48-1A粘着质量（t）轨距（mm）制动方式小时牵引力（kN）长时制速度（km/h）牵引电动机型号蓄电池组型号电压（V）容量5h（Ah）电池个数2.5600机械制动2.5486.1ZQ-4B6DG-3084830824根据以上计算选型满足生产需要。二、工作面运输设备选择、校验1、运输方式的确定：矿井采用走向长壁采煤法，工作面运输设计采用搪瓷溜槽或刮板输送机。现对采用刮板输送机进行设计，根据已知条件，选用槽宽B=420mm的SGD-420/22轻型输送机：出厂长度L=100m，=10kg/m，m=60t/h，Sp=250kN，=0.66m/s，N=22kW，链条形式单圆59、环链。2、运输能力的计算1）需要每小时运输能力计算： m=3.612.60.66=30t/h式中 m每小时运输能力，t/h； q输送机单位长度上载质量，经计算，取12.6kg/m；刮板链运行速度，0.66m/s。 q=1000F=10000.0140.9=12.6kg/m式中 F货载沿溜槽中横断面积，经计算，取0.0014m2； 煤的松散密度，0.9t/m3；2）运行阻力的计算： 重段阻力为Wsh= 空段阻力为Wk=式中 刮板链单位长度质量，10kg/m； 货载单位长度质量，12.6kg/m； 刮板链与煤之间的阻力系数，0.4； 刮板链与溜槽间阻力系数，0.6。 L刮板输送机的出厂长度，10060、mWsh=10549N Wk=3576N考虑曲线段阻力及弯曲段的附加阻力，则总牵引力为： W0=1.21（Wsh+Wk）=1.21（10549+3576）=17091N3）电动机轴上的总功率计算： Nmax=14.1kW 式中 传动装置的效率，0.8。考虑20%的备用功率取电动机备用系数k=1.2，则： N=1.2 Nmax=1.214.1=16.92kW由计算可知，配套电动机功率为22kW满足要求。3、刮板链强度的验算： （1）最大张力点： Smax=Wo+S1=17091+3000=20091N 式中 Smax最大张力点； S1最小张力点 （2）抗拉强度验算： k=12.444.2 式中 61、k刮板链抗拉强度安全系数； 一条刮板链的破断力，250kN经计算，矿井选用SGD-420/22型轻型刮板输送机，作为工作面运输设备。电机功率及刮板链强度效验均符合要求。 （二） 防治运输事故的主要措施（1）根据矿井开拓开采选择合适的运输方式和运输设备。（2）选择标准的轨型及道岔，主要运输大巷铺设15kg/m钢轨，轨距600mm。（3）轨道铺设质量应符合井巷工程施工及验收规范的要求，使用中加强维护、定期检查、经常清理，要求无杂物、无浮煤和积水。（4）严禁爬车、蹬车、载人。（5）矿车运行环境恶劣，经常出现轮轴折断、轴承散架等原因引起的运输事故，生产中应随时检查、维修。（6）巷道人行侧、安全间隙宽度62、必须按设计尺寸施工，巷道壁保持平整，局部冒顶的地方应进行填堵，防止冒顶和瓦斯积聚。（7）机车运输应遵守下列安全措施： 机车司机必须按信号指令行车，在开车前必须发出开车信号。每列车严格按规定的车辆数和装载量进行挂车，机车运行中，严禁将头或身体探出车外。司机离开座位时，必须切断电动机电源，将控制手把取下，扳紧车闸，但不得关闭车灯。 必须定期检修机车和矿车，并经常检查，发现隐患，及时处理。机车的闸、灯、警铃（喇叭）、连接装置和撒砂装置，任何一项不正常或防爆部分失去防爆性能时，都不得使用该机车。 机车运输时，应遵守下列规定：列车或单独机车都必须前有照明，后有红灯；正常运行时，机车必须在列车前端；同一区63、段轨道上，不得行驶非机动车辆。如果需要行驶时，必须经井下运输调度站同意；列车通过的风门，必须设有当列车通过时能够发出在风门两侧都能接收到声光信号的装置；巷道内应装设路标和警标。机车行近巷道口、硐室口、弯道、道岔、坡度较大或噪声大等地段，以及前面有车辆或视线有障碍时，都必须减低速度，并发出警号；必须有用矿灯发送紧急停车信号的规定。非危险情况，任何人不得使用紧急停车信号；2机车或2列车在同一轨道同一方向行驶时，必须保持不少于100m的距离；列车的制动距离每年至少测定1次。运送物料时不得超过40m；运送人员时不得超过20m；在弯道或司机视线受阻的区段，应设置列车占线闭塞信号。（8）人力推车时，必须时64、刻注意前方，一人一次只准推一个车，严禁在矿车两侧推车。在开始推车、停车、掉道、发现前方有人或障碍物，从坡度较大的地方向下推车，以及接近岔道、弯道、巷道口、风门、硐室出口时，都必须发出警号。推车应匀速前进，严禁放飞车，不准蹬坐车滑行。同向推车的间距，在轨道坡度小于或等于5时，不得小于10m；坡度大于5时，不得小于30m，巷道坡度大于7时，严禁人力推车；若前车停时，要立即发出警号通知后车。4、防止蓄电池机车电缆着火的措施1）严禁蓄电池电机车超载运行。2) 电缆连接必须牢固可靠，并经常检查，防止松动接触不良产生火花。3）蓄电池机车应配备防灭火设备。第四章 矿井通风与安全第一节 概况一、瓦斯根据巴中市65、经济委员会文件，巴市经发2006102号关于*县沙河煤厂等37家煤矿2006年度瓦斯等级鉴定的批复，*县*xx煤矿有限责任公司属低瓦斯、低二氧化碳矿井，矿井相对瓦斯涌出量为5.76m3/t ，绝对瓦斯涌出量为0.39 m3/min，矿井相对二氧化碳涌出量为4.49m3/t ，绝对二氧化碳涌出量为0.43 m3/min。 二、煤尘爆炸性、自燃发火倾向性根据煤炭科学研究总重庆分院2003年12月对该矿开采煤层的煤尘爆炸性鉴定报告，该矿开采煤层爆炸性试验结果：无煤尘爆炸危险性。根据煤炭科学研究总重庆分院对该矿煤层的煤炭自燃倾向等级鉴定报告，该矿开采煤层自燃倾向为三类，不易自燃。三、地温据生产矿井揭示66、，区内地温正常，无地温异常区。第二节 矿井通风 根据开拓布署情况，矿井采用边界式通风方式、抽出式通风方法。采煤工作面风流成“U”型流动，掘进工作面采用局部通风机作压入式通风。一、井筒数目、位置、服务范围及年限矿井技改工程未改变井口个数和位置，仍采用原有的3个井口，即+ 580主平硐、+665m2号平硐和+ 719m回风平硐。上述井筒服务于整个矿井，服务年限5.3a。+ 580主平硐、+665m2号平硐作为安全出口，担负人员进出、煤（矸）、材料运输、进风等任务。二、主要通风路线1、通风容易时期(开采初期)采煤工作面：新鲜风流+ 580m主平硐(+665m2号平硐)进风行人上山+719m水平运输大67、巷回采工作面+770m总回风大巷 +719m回风平硐抽风机地面。 2、通风困难时期(开采后期)采煤工作面：新鲜风流+ 580m主平硐+580m水平运输大巷回采工作面集中回风巷+719m回风平硐抽风机地面。 三、矿井总风量、总阻力计算根据矿井生产布置情况分析，矿井通风容易时期为矿井技改工程完工投产初期，矿井布置1个工作面 和2个掘进工作面；矿井通风困难时期为矿井开采后期(此时矿井通风阻力最大)，布置1个工作面 和2个掘进工作面。矿井风量计算方法依据煤矿安全规程、采矿工程设计手册，按照6万t/a的生产能力进行配风。 (一)通风容易时期矿井总风量计算1、按井下同时工作的最多人数计算矿井需要风量Q=468、NK (4-1)式中： Q矿井总供风量，m3/min；N井下同时工作的最多人数，取100人；4每人每分钟供风标准，m3/min；K 矿井通风系数，取1.15。将各参数值代入式(4-1)计算矿井需要风量：Q =41001.15=460 m3/min2、按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量进行计算Q=（Q采+Q掘+Q硐+Q它）K (4-2)式中： Q矿井总供风量，m3/min；Q采 各采煤工作面实际需要风量的总和，m3/min；Q掘 各掘进工作面实际需要风量的总和，m3/min；Q硐 独立通风硐室实际需要风量的总和，m3/min；Q它 除采掘硐室外其它需风量总和，m3/min； K矿井通风系数69、，取1.15。1）采煤工作面需风量计算采煤工作面的需要风量计算为：a、按瓦斯涌出量计算Q采 =100q采Kc (4-3) 式中： Q采采煤工作面需要风量，m3/min；q采采煤工作面绝对瓦期涌出量，按矿方提供的瓦斯涌出资料取0.06m3/min；Kc 工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，即该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与平均值之比,采用炮采取Kc=1.8。将各参数值代入式(4-3)计算采煤工作面需要风量：Q采 =1000.061.8=10.8 m3/min b、按工作面温度计算Q采 =60Q基本K采高K采面长K温 (4-4) 式中：Q采采煤工作面需要的风量，m3/min；60每分钟时间，S；70、Q 基本不同采煤方式工作面所需的基本风量，m3/s；Q基本工作面平均控顶距工作面实际采高70%适宜风速(取1.0 m3/s)；K采高回采工作面采高调整系数；K采面长回采工作面长度调整系数；K温 回采工作面温度调整系数取；Y3采煤工作面长度为90m，取K采面长=1.0；采高为0.6m，取K采高=1.0；采面温度为20，取K温=1.0；最大控顶距为2.9m，最小控顶距为2.1m，平均控顶距为2.4m。将上述各参数值代入式(4-4)中计算采煤工作面需要风量：Q采=60(2.40.670%1.0)1.01.01.0 =61 m3/min取Q采=61 m3/minc、按炸药使用量计算工作面采用炮采，按下71、式计算：Q采 =25AC (4-5) 式中：25每千克炸药爆破后，需要供给的风量，m3/min； AC采煤工作面一次使用最大炸药量，工作面放炮落煤取 2.1。将参数AC值代入式(4-5)计算采煤工作面需要风量：Q采 =252.1 =53 m3/min d、按工作面人数计算Q采 =4Nc (4-6) 式中：Nc 采煤工作面同时工作的最多人数，人； 4每人每分钟应供给的最低风量，m3/min。采煤工作面同时工作的最多人数为25人，将参数值入式(4-6)计算采煤工作面需要风量：Q采=425=100 m3/mine、按风速验算按最低风速验算，回采工作面的最低风量：Q采15ScQ采15(2.40.6)Q72、采22m3/min按最高风速验算，回采工作面的最高风量：Q采240Sc Q采240(2.40.6) Q采346m3/min式中: SC 回采工作面平均有效断面，按最大和最小控顶断面的平均值计算，m2。Y3采煤工作面需要风量取上述计算风量的最大值100m3/min，经验算，所配风量符合要求。矿井有1个采煤工作面风量计入矿井总风量。Q采=Q矿采+Q采备 (4-7)=（100）+0= 100 m3/min式中：Q矿采 矿井回采工作面所配风量的总和，m3/min；Q采备备用工作面实际需要的风量，m3/min ，矿井无备用工作面，故Q采备=0。经计算，采煤工作面风量Q采为436m3/min。2）掘进工作73、面需要风量计算通风容易时期矿井布置2个掘进工作面，+580运输巷掘进工作面和+655运输掘进进工作面。掘进工作面采用局部通风机压入式通风，本设计根据掘进工作面瓦斯涌出量、巷道断面、掘进巷道的通风长度、局部通风机技术特征进行配风。a、按瓦斯涌出量计算Q掘 =100q掘kj (4-8) 式中： Q掘掘进工作面实际需要的风量，m3/min； q掘掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，m3/min。kj掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数。b、按炸药使用量计算Q掘 =25Aj (4-9) 式中：Aj掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，kg； 25每千克炸药爆破后，需要供给的风量，m3/min； c、按局部74、通风机吸风量计算掘进工作面选用YBT-5.5型(或YBT-11型)局部通风机，采用500mm的抗静电阻燃的柔性风筒。Q掘 =QfI9S (4-10) 式中：Qf掘进工作面局部通风机额定风量， m3/min；I掘进工作面同时运转的局部通风机台数；15s为保证局部通风机吸风口至掘进工作面回风巷口之间巷道(均为全岩巷)的风速不小于0.15m/s所配的风量，m3/min；S安设局部通风机的巷道断面积，m2；d、按工作人员数量计算Q掘 =4Nj (4-11)式中：4每人每分钟需风量，m3/min；Nj掘进工作面同时工作的最多人数。 e、按风速进行验算按最低风速验算，掘进工作面的最低风量：Q掘V最低Sj 75、(4-12) 式中：V最低掘进工作面允许最低风速，半煤岩巷为15m/min，岩巷为9m/min；Sj掘进工作面巷道过风断面，m2。按最高风速验算，掘进工作面的最高风量：Q采240Sj (4-13)式中：Sj掘进工作面巷道过风断面， m2。按上述计算方法列表计算，掘进工作面需要风量取上述计算风量的最大值206 m3/min (即按局部通风机吸风量计算值)，经风速验算，所配风量符合要求(详见表4-1：掘进工作面需风量计算表)。掘进工作面需风量计算表 表4-1计算方法使用公式相关参数掘进工作面名称+580运输巷掘进工作面 +655运输掘进工作面。按瓦斯涌出量计算5-8q掘(m3/min)0.070.76、08Kj2.02.0Q掘(m3/min)1416按炸药使用量计 算5-9Aj(kg)2.42.4Q掘(m3/min)6060按局部通风机吸风量计 算5-10Qf(m3/min)135135I(台)11S(m2)4.74.7Q掘(m3/min)206206按工作面人数计 算5-11nj66Q掘(m3/min)2424按风速进 行验 算Sj(m2)4.74.7V最低15155-12最低允许风速Q掘(m/min)71715-13最高允许风速Q掘(m/min)11281128掘进工作面需风 量确 定Q掘(m3/min)206206全矿只有2个掘进工作面的风量计入矿井总风量，矿井掘进需要风量：Q掘 = 77、Q掘1+Q掘2+Q掘3+Q掘4=206+206=412m3/min3）硐室实际需要风量矿井独立通风的硐室，硐室配风量Q硐=0m3/min。4）其它巷道实际需要风量矿井有一条联络巷需独立通风，按其它巷道最低风速0.15m/s的要求进行配风，Q其它=100m3/min 5)矿井实际需要风量将上述各计算参数值代入式(4-2)计算矿井实际需要风量：Q =（Q采+Q掘+Q硐+Q其它）K=（100+412+0+100）1.15=704m3/min取Q =704m3/min根据煤矿安全规程和采矿工程设计手册规定，按实际配风情况，将矿井通风容易时期矿井总风量确定为704 m3/min，即11.8m3/s。 (78、二)通风困难时期矿井总风量计算Q=4NK (4-14)式中： Q矿井总供风量，m3/min；N井下同时工作的最多人数，取104人；4每人每分钟供风标准，m3/min；K 矿井通风系数，取1.15。 将各参数值代入式(4-14)计算矿井需要风量：Q =41041.15=478m3/min2、按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量进行计算Q=（Q采+Q掘+Q硐+Q它）K (4-15)式中： Q矿井总供风量，m3/min；Q采 各采煤工作面实际需要风量的总和，m3/min；Q掘 各掘进工作面实际需要风量的总和，m3/min；Q硐 独立通风硐室实际需要风量的总和，m3/min；Q它 除采掘硐室外其它79、需风量总和，m3/min； K矿井通风系数，取1.15。1）采煤工作面需风量计算通风困难时期矿井布置1个Y3采煤工作面， 由于工作面布置与通风容易时期基本相同， 且工作面瓦斯涌出量 、炸药使用量、工人人数、气侯条件等无较大变化。取通风容易时期的计算结果：Q采=100m3/min。2）掘进工作面需要风量计算通风困难时期矿井布置2个掘进工作面，由于工作面布置与通风容易时期基本相同，且工作面瓦斯涌出量、炸药使用量、工人人数、通风管理等与计算需要风量的相关参数无较大变化。取通风容易时期的计算结果：Q掘=412 m3/min。 3）硐室实际需要风量矿井独立通风的硐室，硐室配风量Q硐=0m3/min。4）80、其它巷道实际需要风量矿井有一条联络巷需独立通风，按其它巷道最低风速0.15m/s的要求进行配风，Q其它=100m3/min 5)矿井实际需要风量将上述各计算参数值代入式(4-15)计算矿井实际需要风量：Q =（Q采+Q掘+Q硐+Q其它）K=（100+412+0+100）1.15=704m3/min取Q =704m3/min根据煤矿安全规程和采矿工程设计手册规定，按实际配风情况，将矿井通风容易时期矿井总风量确定为704 m3/min，即11.8m3/s。 (三)、矿井风量分配通风容易时期：矿井布置1个采煤工作面，2个掘进工作面，根据用风地点的实际需要配风如下：采煤工作面各配风3m3/s，掘进工作81、面各配风3.5 m3/s，进风行人上配风1.8m3/s，合计矿井总风量为11.8m3/s。通风困难时期：矿井布置1个采煤工作面，2个掘进工作面，根据用风地点的实际需要配风如下：采煤工作面各配风3.0m3/s，掘进工作面各配风3.5 m3/s，上山1.8m3/s，合计矿井总风量为11.8m3/s。经验算，各通风巷道中的风速符合煤矿安全规程规定，风量分配合理。（四）、矿井通风总阻力计算沿着矿井通风容易时期和矿井通风困难时期的通风路线计算矿井通风总阻力。通风摩擦阻力计算公式如下：h=式中：h 通风摩擦阻力，Pa； 井巷摩擦阻力系数，N.S2/m4； L 井巷长度，m； P 井巷净断面周长，m； Q 82、通风井巷的风量，m3/s； S 井巷净断面面积，m2；通风局部阻力取同时期摩擦阻力的15。经计算，矿井通风容易时期总阻力h 1为366.5Pa，矿井通风困难时期总阻力h 2为785.4Pa。四、对矿井通风状况的评价计算矿井的风阻和通风等积孔矿井的风阻R1、R2，和矿井通风等积孔A1、A2分别为：R1 = h 1/ Q12 =366.511.82 =2.6NS2/m8A1 =1.1911.8 =0.73m2R2 = h 2/ Q22 =785.411.82 =5.6NS2/m8A2 =1.1911.8 =0.50 m2式中： R1为矿井通风容易时期的矿井风阻，NS2/m8；A1为矿井通风容易时期83、的矿井通风等积孔，m2；h 1为通风容易时期的矿井通风阻力，Pa；Q1矿井通风容易时期的总风量，(m3/s)R2为矿井通风困难时期的矿井风阻，NS2/m8；A2为矿井通风困难时期的矿井通风等积孔，m2；h 2为通风困难时期的矿井通风阻力，Pa；Q2矿井通风困难时期的总风量，(m3/s)经计算，矿井通风容易时期的风阻R1为2.6 NS2/m8，矿井通风等积孔A1为0.73m2，通风难易程度为困难。 矿井通风困难时期的风阻R2为5.6NS2/m8，矿井通风等积孔A2为0.50m2，通风难易程度为困难。矿井在生产过程中应加强现场管理，确保通风风路的畅通；及时维修变形巷道，扩大巷道断面，降低矿井风阻，84、保障矿井通风的安全、稳定。井下调风设施较多，管理不善易造成矿井风流短路，生产中应加对通风设施的管理，主要风门(包括调节风门)必须采用连锁控制以防止开关风门造成风流短路。提高矿井通风等积孔的措施：1、要维护好主平硐、主要运输巷道、回风上山及采区回风巷、总回风巷、引风道等主要巷道，适当增加巷道断面积，降低通风风阻，提高通风等积孔。2、积极搞好回采工作面上下端头和出口的维护，确保采煤工作面及出口畅通无阻，减少局部阻力，降低通风风阻。*xx煤矿最大通风阻力计算表(容易时期)节点巷道名称支护形式断面形式阻力系数巷道长度巷道周长巷道断面风 阻风 量风 速通风阻力a(N.s2/m4)mmS(m2)R（N.s85、2/m8）m3/sm/s（Pa）1-2+580m主平硐碹、木支、裸巷半园拱0.0225607.841.50154.51.1330.412-3+580m运输巷碹、木支、裸巷半园拱0.0223107.840.831230.757.483-4+580通风上山碹、木支、裸巷半园拱0.0222607.840.69713.50.888.544-5+580通风上山碹、木支、裸巷半园拱0.0222007.840.536371.7526.285-6+719m运输巷金支、木支梯形0.0226807.841.823330.7516.416-7采煤工作面木支梯形0.03512082.42.430631.2521.8886、7-8+770回风巷金支、木支梯形0.0224957.841.327230.7511.948-9总回风上山碹、木支、裸巷半园拱0.0222507.840.6703102.567.039-10+719m回风平硐碹、木支、裸巷半园拱0.022280840.7711.82.95107.2110-11引风硐0.02315620.258811.85.936.04小 计333.22局部阻力取15%33.322合 计366.542*xx煤矿最大通风阻力计算表(困难时期)节点巷道名称支护形式断面形式阻力系数巷道长度巷道周长巷道断面风 阻风 量风 速通风阻力a(N.s2/m4)mmS(m2)R（N.s2/m8）87、m3/sm/s（Pa）1-2+580m主平硐碹、木支、裸巷半园拱0.0225607.841.501511.82.95209.072-3+580m运输巷碹、木支、裸巷半园拱0.0223107.840.831211.82.95115.743-4+580m运输巷金支、木支梯形0.0226807.841.823330.7516.414-5采煤工作面木支梯形0.03512082.42.430631.2521.885-6+620回风巷金支、木支梯形0.0224957.841.327230.7511.946-7+620通风上山碹、木支、裸巷半园拱0.0222607.840.69718.82.253.987-88、8+620通风上山碹、木支、裸巷半园拱0.0222007.840.536311.82.9574.678-9总回风上山碹、木支、裸巷半园拱0.0222507.840.6703102.567.039-10+719m回风平硐碹、木支、裸巷半园拱0.022280840.7711.82.95107.2110-11引风硐0.02315620.258811.85.936.04小 计713.97局部阻力取15%71.397合 计785.367第三节 灾害预防及安全装备一、矿井瓦斯防治矿井相对瓦斯涌出量为5.76 m3/t ，绝对瓦斯涌出量为0.39m3/min，属低瓦斯矿井。为确保安全生产，矿井装备了KJF289、00型监控系统，通过该装置，可以对矿井的采掘工作面的瓦斯实行连续的监测，适时准确地对矿井各采掘作业点的主要参数进行动态监测和控制，一旦发现瓦斯超限，立即声光报警，并进行风电、瓦斯电闭锁，确保矿井生产的正常运行和人身安全。(一)预防瓦斯积聚的措施1、加强通风 加强通风是防止瓦斯事故的最有效手段，因此应采取以下完善矿井通风系统的主要措施：1)矿井主要通风机必须具有足够的供风能力，且保证稳定、连续运转，严禁擅自停风，非生产班或节假日也不能停止运转。2)采掘部署和采煤方法选择应优先考虑通风系统问题，力求通风系统简单、合理、可靠：采区和采煤工作面必须有完善的全风压通风系统，严禁进、回风巷一段为进风、一段90、为回风；采煤工作面必须独立通风，不得出现采掘工作面扩散通风、采空区通风和不符合规定的串联通风；因布置独立通风困难而采用一次串联通风的掘进工作面，必须符合煤矿安全规程的规定；应最大限度的减少进、回风流的平面交叉，避免采掘工作面布置在角联风路上；一个采区内同一煤层布置的回采工作面不得超过2个，力求采区通风阻力搭配合理，避免因采掘工作面密度过大或通风巷道严重失修造成个别采区通风阻力过大，风量调配困难；加强巷道维修，保证足够的通风断面；采用正规的长壁采煤法，不应采用不利于通风管理的刀柱和仓储等落后的采煤方法。 3)建立测风制度，编制矿井配风计划，及时、合理地进行风量调配，保证采掘工作面等用风地点足够风91、量，杜绝瓦斯超限。 4)巷道贯通时，必须严格执行巷道贯通技术措施中的风量调节方案，应做好贯通前的调风准备，贯通后必须立即调整通风系统，保证足够风量。5)建立通风设施构筑和维修制度，保证通风设施质量，减少矿井漏风。 6)加强掘进工作面的局部通风管理根据送风距离，合理确定局部通风机的型号和风筒规格。必须保证局部通风机连续运转：局部通风机的供电线路必须符合煤矿安全规程规定，防止发生局部通风机无计划停风；局部通风机应设专人负责管理，严禁擅自停开；有计划的局部通风机停风，必须编制专项通风安全措施。局部通风机和风筒的安设和质量必须符合煤矿安全规程规定，保证掘进碛头足够风量。掘进工作面必须实行风电闭锁和瓦斯92、电闭锁。2、完善并严格执行各项瓦斯检查与通风瓦斯管理制度1)必须配齐瓦斯检查员，建立并完善矿井瓦斯巡回检查、请示汇报制度：按要求确定瓦斯检查点，划分瓦斯检查区域，绘制并严格执行瓦斯巡回检查图表。采掘工作面等检查点的瓦斯检查次数必须符合煤矿安全规程规定；矿井瓦斯大或变化异常的采掘工作面都必须配专人经常检查瓦斯；矿井非生产班和生产班无人作业的瓦斯检查点，每班应至少检查一次瓦斯。瓦斯检查做到井下牌板、检查记录手册、瓦斯台账（升井汇报记录）三对口。瓦检员必须在井下交接班，专职瓦检员必须在工作地点交接班，杜绝瓦斯检查的空班、漏检和假检 。瓦检员应及时发现并妥善处理通风瓦斯隐患，杜绝采掘工作面等工作地点瓦93、斯超限作业。2)配齐瓦检员、放炮员，严格执行“一炮三检”和“三人连锁放炮”制度。 3)建立并严格执行矿长、总工程师每天审阅瓦斯日报制度。 4)及时并妥善处理采煤工作面上隅角和掘进工作面等地点的局部瓦斯积聚。5)建立并严格执行瓦斯排放制度，瓦斯排放工作必须按煤矿安全规程的规定实行分级管理，编制并采取针对性的瓦斯排放措施。所有瓦斯排放，其回风系统都必须停电撤人，且控制风流，使排出风流与全风压风流混合处的瓦斯和二氧化碳浓度都不得超过1.5%，严禁“一风吹”。 6)建立并严格执行巷道贯通制度。巷道贯通必须根据具体地点，编制符合煤矿安全规程规定的针对性安全技术措施。贯通时，被贯通巷道必须保持正常通风，且94、每次爆破前，施工班组长必须派专人和瓦检员一起到被贯通工作面和回风流检查瓦斯，只有两个工作面的瓦斯浓度都在1.0%以下时，掘进工作面方可爆破。7)建立并严格执行石门揭煤制度。掘进工作面接近各开采煤层时应采取安全措施：开拓井巷第一次揭穿各开采煤层时，必须按煤矿安全规程要求编制安全措施； 8)建立并严格执行盲巷管理制度。临时停工的地点不得停风，否则必须切断电源，设置栅栏，揭示警标，禁止人员入内，并向矿井报告；长期停工的地点，若停风，必须在24h内封闭完毕。3、加强安全监测工作 1)矿井各采掘工作面必须按煤矿安全规程的规定安设瓦斯断电仪，传感器合理布置并根据采掘变化及时调整。 2) 按煤矿安全规程的要95、求装备便携式瓦斯报警仪。 3)矿井应建立安全监测装置使用管理办法，配齐监测电工，安全监测的安装、调试和维修必须符合煤矿安全规程的规定，保证设备正常运行，充分发挥效益。 4)建立并严格执行矿长、总工程师每天审阅瓦斯监测日报制度。 (二)防止瓦斯引燃1、防止产生电火花1)井下选用电器设备的防爆性能必须符合煤矿安全规程的规定；对电器设备的防爆性能必须定期、经常检查，杜绝失爆 。 2)所有电缆接头不准有鸡爪子、羊尾巴和明接头。 3)井下不得带电检修、搬迁设备（包括电缆线）。4)井下使用的矿灯必须符合要求，严禁在井下拆开、敲打和撞击灯头和灯盒。5)经由地面架空线路引入井下的供电线路必须在入井处装设防雷电96、装置。由地面直接入井的轨道及露天架空引入(出)的管路，必须在井口附近将金属体进行不少于2处的良好的集中接地。通信线路必须在入井处装设熔断器和防雷电装置。6)应采取防止产生井下杂散电流的有效措施。2、防止产生爆破火花 1)井下使用的炸药和雷管必须符合煤矿安全规程的规定。 2)炮眼深度、装药量和炮泥装填量都必须符合煤矿安全规程的规定。3)应坚持使用水炮泥。4)严禁使用明接头或裸露的放炮母线，放炮母线和放炮器的连接要牢固，防止产生电火花。5)严禁放明炮、糊炮和连珠炮。6)严格执行“一炮三检”和“三人联锁放炮”制度。3、防止产生明火 1)禁止在井口房、主要通风机房周围20m以内使用明火、吸烟或用火炉取97、暖。 2)严禁携带烟草、点火物品和穿化纤衣服入井；严禁携带易燃物品入井，否则必须经矿井技术负责人批准。 3)井下严禁使用灯泡取暖和使用电炉。4)不得在井下或井口房内从事焊接工作，否则必须符合煤矿安全规程的规定。 5)严禁在井下存放汽油、煤油、变压器油等。井下使用的汽油、煤油、变压器油以及棉纱、布头、润滑油等必须放在有盖的铁桶内。 6)掘进工作面应使用抗静电阻燃风筒。4、防止产生摩擦和撞击火花 1)应停止或减少在瓦斯较大的区域的人员活动。 2)在井下，尤其瓦斯较大的地点从事启封密闭等工作时，不得使用易产生撞击火花的铁制工具，而应使用难引燃性能的合金或铜质工具。 3)井下使用的塑料、橡胶、树脂等高98、分子材料制品，其表面电阻应低于规定值。 4)在摩擦发热的部件上安设过热保护装置；在摩擦部件金属表面上溶敷活性低的金属（如烙），使其形成的摩擦火花难以引燃瓦斯；在合金表面上涂苯乙烯醇酸，防止摩擦火花的产生。 5)工作面遇到坚硬岩石时，不能强行截割，而应放炮处理；采掘机械的截齿处必须采取喷水降温措施。 (三)防止瓦斯爆炸事故扩大1、完善矿井通风系统，提高其抗灾能力矿井通风系统应力求简单、可靠，并具有较强的抗灾能力。采煤工作面必须实行独立通风 。掘进工作面布置独立通风困难，需要采用串联通风时，必须符合煤矿安全规程的规定。2、编制灾害预防与处理计划矿井每年初都要编制有针对性的、切合实际的“矿井灾害预防99、与处理计划”，每季度根据矿井变化情况修订和补充，并且组织所有入井职工认真学习、贯彻，使每个入井人员都能了解和熟悉一但发生瓦斯爆炸时撤出和躲避的路线与地点。每年由矿长组织一次实战演习。3、设置安全设施 1、安设防爆门。在回风井口处安设防爆门，以便在井下发生瓦斯爆炸事故时，防止主要通风机受到破坏。 2、安设反风装置。主要通风机必须装有反风设备和设施，并按煤矿安全规程的要求进行反风演习。 3、装备并佩带自救器矿井应根据本矿入井人数装备足够数量的自救器，每个入井人员应佩带并学会使用自救器。二、矿井安全仪器和装备(一)矿井安全监控系统该矿为低瓦斯矿井，为确保安全生产，利用现有KJF2000监控系统补充完100、善，对矿井的各生产环节进行系统、连续地集中监测，适时准确地对矿井各作业环节进行动态监测和控制，以便在控制和预防井下事故中掌握主动性。一旦发现瓦斯超限，立即声光报警，并进行风电、瓦斯电闭锁，确保矿井生产的正常运行和人身安全。(二)监测设备各类传感器布置1、采掘工作面传感器设置矿井为低瓦斯矿井，在每个采煤工作面设置瓦斯传感器1个。每个掘进工作面局部通风机安设1个设备开停传感器。在每个掘进工作面设置1个瓦斯传感器。2、其它地点传感器设置在总回风巷设置瓦斯传感器、风速传感器、压力传感器，在主要风门处设置风门开关传感器，主要通风机设置开停传感器。(三)甲烷传感器的安装、使用和维护1、采掘工作面传感器的安101、设：1)掘进工作面：在距工作面小于5m的范围内布置瓦斯传感器。2)采煤工作面：距工作面煤帮10m处布置瓦斯传感器。2、瓦斯传感器的安设要求：1)瓦斯传感器应垂直悬挂在顶板下300mm处。2)瓦斯传感器必须安设在坚固的支护处，防止冒顶以及其它的机械损伤。安设在采掘工作面中的瓦斯探头，放炮时都应移到安全防护地点，放炮后再按要求移回规定的位置。3)瓦斯传感器同电缆的相互连接，必须按照出厂说明书的规定执行。4)安装断电控制系统时，必须根据断电范围要求，提供断电条件，并接通井下电源及控制线。安全监控设备的供电电源必须取自被控开关的电源侧，严禁接在被控开关的负荷侧。3、使用和维护1)安全监控设备必须定期进102、行调试、校正，每月至少1次，甲烷传感器每7天必须使用校准气样和空气样调试1次，每7天必须对甲烷超限断电功能进行测试。安全监控设备发生故障时，必须及时处理，在故障期间必须有安全措施。2)必须每天检查安全监控设备及电缆是否正常，使用便携式甲烷检测报警仪或便携式光学甲烷检测仪与甲烷传感器进行对照，并将记录和检查结果报监测值班员；当两者读数误差大于允许误差时，先以读数较大者为依据，采取安全措施并必须在8h内对2种设备调试完毕。三、矿井防灭火根据矿井提供的煤层自燃发火资料，本矿井所采煤层属不易自燃煤层。但矿井必须加强地面防火和井下外因火灾的防治工作。(一) 矿井地面防火系统本设计要求矿井建立生活、消防、103、防尘洒水混合制供水系统。采用高位静压水，设置贮水池。同时，在地面各易燃、易爆的场所选配多种防灭火器材(如二氧化碳灭火器、干粉灭火器等)和消防栓。(二) 外因火灾的防治措施1、矿井必须制定井上、下防火措施。矿井的所有地面建筑物、煤堆、矸石山、木料场等处的防火措施和制度，必须符合国家有关防火的规定。2、井口房以及以井口房为中心的联合建筑，必须采用不燃性材料修建。3、井口房和通风机房30m范围内不得有烟火。严格执行入井检身制度，严禁携带易燃、易爆物品和穿化纤衣服下井。4、矿井地面及井下适当地点必须设置消防材料库，库内配备与消防性质相适当的防灭火器材，消防器材应定期检查和更换。5、井下和硐室内不准存放104、汽油、煤油和变压器油，井下使用的润滑油、棉纱和布头等，必须放在盖严的铁桶内，用过的棉纱和布头等，也必须放在盖严的铁桶内，完工后及时运送到地面。6、矿井必须结合地面消防系统，建立井下消防洒水管路系统。7、预防电气火灾，对电气设备和电缆要合理选型，保护装置要准确整定、动作迅速可靠。(三) 其它火灾的防治 1、防止地面雷电波及井下为防止地面雷电波及井下引起电缆、瓦斯等火灾事故。设计中考虑：（1）经由地面架空线路至井口，再用橡套电缆引入井下的供电线路，在入井处必须装设避雷器，其接地电阻不大于2欧。（2）由地面直接入井的轨道、露天架空引入（出）的管路，都在井口附近将金属体进行不少于两处的可靠接地，接地极105、的电阻值不大于2欧，两接地极的距离大于20m。（3）通信线路必须在入井处装设熔断器和避雷器，接地极电阻不大于1欧。2、防止地面明火引发井下火灾的措施（1）地面坑木堆放场位于工业场地边缘，距井口距离大于80m，坑木场发生火灾，不会波及到井下。（2）在工业广场设置地面消防材料库，库房内按规定配备了各类型消防器材。四、粉尘防治(一) 粉尘的危害1、矿井生产过程中的主要尘源及产尘机制粉尘一般为粒径1mm以下的细微颗粒，产生于采、掘、装载、运输等工艺环节和作业场所人员活动及设备运行过程中。采煤工作面、掘进工作面、煤炭转运点是矿井粉尘产生的主要来源。2、粉尘的危险及有害性分析（1）危险性 根据*煤矿煤样检106、测报告：该矿煤尘无爆炸危险性。 （2）有害性粉尘分布广泛，对工人健康和安全生产危害很大，主要表现在：危及作业人员健康，使其患上各种职业病，如煤肺病、矽肺病、皮肤病、肺结核等；污染作业环境，使作业人员视线不清、感觉不适等，从而引发工伤事故和降低劳动效率。(二) 井下防尘1、防尘措施(1)喷雾洒水防尘喷雾洒水防尘在井下各处使用，尤其在装载产尘地点以喷雾洒水防尘为主。喷出的水雾颗粒粒径应与粉尘粒径相适应，初速度不应小于80m/s100m/s, 雾粒数量在108粒/cm3109粒/cm3范围，雾流有效射程和张角越大越好。(2)湿式钻眼采掘工作面必须采取湿式钻眼。(3)水炮泥采、掘工作面放炮时，炮眼中装107、填水炮泥。放炮后，水受高温雾化而起到降尘、降温、净化空气的作用。其降尘效率可达80%，减少炮烟70%。(4)采煤、掘进工作面通风排尘采煤、掘进工作面通风排尘采取最佳排尘风速，在采取防尘措施后，采煤工作面的最佳排尘风速为1.41.7m/s，掘进工作面最优风速为0.40.7m/s。(5)冲洗粉尘沿容易沉积煤尘的工作面、回风巷道等，由外向里逐步冲洗巷道两帮、顶部、底部直到整个工作面，使粉尘充分润湿，无法扬起。冲洗下来的粉尘，可以集中排出。(6)个体防护所有接触粉尘作业人员必须佩戴防尘口罩。2、井下消防洒水系统由回风井口高位静压水池供水，沿回风风、回风大巷、运输大巷布置输水管道，在采煤工作面装载点及回108、风巷设置洒水装置，在掘进工作面设置喷雾器。采掘进工作面回风流中设置净化风流水幕装置。在井下主要巷道每隔100m设置DN50的支管和阀门各一个，管口配有消防水龙带快速接头，供井下消防及冲洗巷道使用。(三) 地面生产系统防尘1、地面防尘系统该矿井的地面产尘点主要集中在位于工业广场处的生产系统及排矸系统的原煤、矸石的运输、转载等地点。地面防尘系统主要采用湿式防尘管路系统（即喷雾洒水管路系统）进行，现叙述如下：系统采用地面生活、生产及消防系统混合高位静压供水，通过200m3高位水池静压通过供水管沿途向工业广场处的生产系统和排矸系统的产尘点提供防尘用水。2、防尘措施及装备原煤和矸石在地面转运过程中也要产109、生大量的粉尘，为防止粉尘污染工作环境，保障工人的身体健康，设计在生产系统的给煤点，转载点、落差较大处，煤、矸转运处及空气中粉尘含量较大处均配合设置有喷雾洒水管路及装置进行湿式除尘降尘。在生产系统的上述产尘点设置湿式除尘装置外，针对不同的产尘点分别采用手动或自动方式控制喷雾洒水装置。采用的喷雾器装置一般为鸭咀形喷雾器和THY-2形喷雾器，洒水器一般为园锥形洒水器。除在以上各生产场所针对不同情况分别采用以上各种防尘技术外，对所有有可能接触粉尘的人员均要求针对不同的工作性质，分别采用自吸式过滤器、过滤防尘口罩等进行自身防护。五、矿井防治水矿区内为中切中山山地地貌，区内无大的水系,水文地质属简单类型，110、矿井采用平硐开拓。本矿井在开采时，必须坚持“有疑必探，先探后掘”的原则，配备探水钻机，加强探放水工作，以免水灾发生。探放水时必须采取相应的安全措施。1、采掘工作面在接近老窑、采空区、断层时，必须加强探放水工作。2、采掘工作面或其它地点发现明显的涌水征兆或大量涌水时应立即停止工作，将人员撤出。3、在设计施工和生产过程中要按规定留好防水煤柱。4、加强钻孔附近巷道支护，背好背帮并在工作面迎头打好坚固的立柱和护板。5、清理浮煤，砌筑好排水沟，保证水流畅通。6、探水地点与其相邻地区的工作地点保持信号联系，安设专用电话，一旦出水要通知受水害威胁地区的工作人员立即撤离危险地点。7、打钻时，要注意观察钻孔情况111、，如发现岩壁松动或沿钻杆向外流水超过正常打钻供水量以及放出有害气体或易燃气体等现象，要立即停止钻进，不得移动或拔出钻杆，并切断电源，撤出人员，报告矿调度室。8、在水压大的地点探水时要设套管，钻杆通过套管打探水孔，套管上安设水压表和阀门。9、在放水时应事先规定人员撤退路线，保证路线畅通，沿途应有良好照前。10、应增加雨季“三防”抢险物资的储备，制定完善的雨季“三防”应急措施。11、查清地表渗漏水，并作好记录。12、搞好采区、工作面水文地质探查工作，矿井采掘工作面必须指派专人观察其渗水或淋水情况，并作好详细记录。13、雨季尤其是暴雨季时必须派有经验人员观察矿井地面及井下渗漏水情况，一旦发现异常情况112、必须即时撤离人员。六、顶板灾害防治及装备一般顶板冒落灾害的防治措施及装备：1、选用合理的巷道支护方式和支护材料。主平硐、回风平硐、主运输巷、主回风巷等采用料石砌碹支护，工作面运输机巷、工作面回风巷采用金属支架支护，回采工作面采用金属摩擦支柱支护。2、采掘工作面和巷道维修是安全事故多发地点，每一工作面或每一地点巷道维修前，应架设密集支柱。工作面初次来压及周期来压时，都必须制定专门的安全措施，确保安全生产。3、矿山压力观测设备：根据煤矿安全规程的规定，参照矿山通风安全装备标准，设计配备了矿山压力观测设备。七、矿山救护及装备矿井与*煤矿矿山救护队签定了矿山救护协议，但该救护队自矿山的行车时间超过30113、min，设计要求该矿配备救护小队，配备相应的救护设备及各类检测仪器并按井下工人和管理人员出勤总人数配备自救器，并考虑10的富余量,共计294台。第五章 通风、提升、排水、压风设备第一节 通风设备一 、设计依据1、计算主要通风机需要风量1)通风容易时期Qf1 =K外Q1 (5-1) 式中：Qf1 通风容易时期主要通风机需要风量，(m3/s) Q1矿井通风容易时期总风量，11.8m3/s； K外外部漏风系数，取K外=1.05； 将上述各参数值代入式(5-1)计算通风容易时期主要通风机排风量：Qf1=1.0511.8=12.4 m3/s2)通风困难时期Qf2 =K外Q2 (5-2) 式中： Q f2114、 通风困难时期主要通风机需要风量，(m3/s) Q2矿井通风困时期总风量，11.8m3/s； K外外部漏风系数，取K外=1.05； 将上述各参数值代入式(5-2)计算通风困难时期主要通风机需要风量：Qf2=1.0511.8=12.4m3/s2、计算主要通风机需要风压hfs1=h 1-he1 hfs2=h 2he2 式中：hfs1、hfs2分别为通风容易时期和通风困难时期的主要通风机静风压，Pa；h 1 、h 2分别为通风容易时期和通风困难时期的矿井通风总阻力，Pa； he1、he2 分别为矿井通风容易时期和通风困难时期的自然风压，Pa；1)矿井自然风压的计算矿井采用平硐开拓，主井标高为+580115、m，回风井标高为+719m，主井与风井高差为190m。根据煤矿矿井采矿设计手册查表计算，主井口地面大气压为96450pa，风井口地面大气压为91972pa。根据矿区气象和临近矿井资料分析得知，矿区年平均气温17.9，主井底平均温度为19.2，风井平均温度为22.6。矿井空气平均密度按下式计算:=回风流空气平均密度：1=1.117（Kg/m3）地面进、回风井口空气平均密度：0=1.128（Kg/m3）矿井自然风压：he= H (0-1)g=190(1.128-1.117)9.8=20.5(Pa) 2）通风机静压计算矿井容易时期静压：hfs1=hr-he=366.5-20.5=346Pa矿井困难时116、期静压：hfs2=hr+he=785.4+20.5=805.9Pa式中：hfs矿井通风机静压，Pa；he矿井自然风压，Pa。3、计算各时期的主要通风机工作风阻矿井采用抽出式通风，两个时期的主要通风机工作风阻Rf1、Rf2分别为：Rf1= h fs1/ Q2f1 =34612.42 =2.25 NS2/m8Rf2= h fs2/ Q2f2 =805.912.42 =5.24 NS2/m8式中： Rf1、Rf2分别为通风容易时期和通风困难时期主要通风机的工作风阻，NS2/m8；h fs1、h fs2分别为通风容易时期和通风困难时期主要通风机静风压，Pa；Qf1、Qf 2分别为通风容易时期和通风困难117、时期主要通风机排风量，(m3/s)二、矿井通风设备选型根据计算，矿井主要通风机两个时期需要静风压和需要风量如下：通风容易时期：hfs1=346Pa Qf1=12.4 m3/s通风困难时期：hfs2=805.9 Pa Qf2=12.4 m3/s根据以上参数，矿井现有的两台主要通风机已不能满足矿井生产的需要，需选择新的主要通风机。根据主要通风机在两个时期的需要静风压和需要风量，决定选用效率较高的FBCDZ-4-10型矿用地面防爆轴流式通风机二台，一台运转，一台备用。FBCDZ系列主要通风机，其叶片安装角度有22/19、24/21、25/22、26/23、27/24五种角度可调，FBCDZ-4-10118、型主要通风机可配备112kW、152kW、18.53/s，静压范围从403-1012至654-1525Pa，适用范围广。 三、主要通风机设置及要求矿井设置FBCDZ-4-10型矿用地面防爆轴流式通风机2台，作为矿井主要通风设备，风机1台工作，1台备用。当工作风机出现故障时，通风机房值班人员须在10分钟内及时将备用风机投入运行，为矿井正常通风，保障井下工作人员的生命安全，提供可靠的安全保障。为了保证主要通风机供电电源的可靠性，主要通风机采用两回电源线路供电。四、反风方式、反风系统及设施根据煤矿安全规程的规定，矿井主要通风机必须装有反风设施，必须能在10min内改变矿井风流方向。反风设施每季度检查119、一次，每年进行一次反风演习。该矿井反风方式为风机电机反转反风。五、矿井通风系统的合理性、可靠性和抗灾能力分析（一）矿井通风方式及通风系统对矿井安全的保证程度和措施矿井采用抽出式通风，此方式使井下风流处于负压状态，当主要通风机因故停止运转时，井下的风流压力提高可减少采空区瓦斯涌出量。1、矿井利用+580m主平硐、+719m回风平硐作为矿井安全出口。井下发生灾变时，人员可按避灾路线撤至地面。 2、矿井通风系统简单。井下发生灾变时，根据灾变地点的不同，可采用全矿井反风来控制灾害扩散，合理有效的反风系统可使矿井灾害减小到最低程度。（二）矿井开拓、采掘布置对安全的影响矿井采用平硐开拓方式，每一个回采工作120、面均布置有一条运输巷、一条回风巷。矿井、采区、回采工作面均有至少两个安全出口，符合煤矿安全规程规定。井下所有通风巷道中的风流速度均满足煤矿安全规程第101条的规定。采掘工作面采用独立通风，其进风和回风均不经过采空区或冒顶区，符合煤矿安全规程第114、116条的规定。回采工作面采用后退式开采，U型通风，有利于减少漏风，保证工作面的风质、风量。（三）其它安全保证措施1、回采及掘进工作面通风的保证程度和措施。掘进工作面采用独立通风，使用局部通风机压入式供风。安装、使用局部通风机和风筒应遵守下列规定：局部通风机和启动装置，必须安装在进风巷中，距掘进巷道回风口不得小于10 m；全风压供给该处的风量必须大121、于局部通风机的吸入风量，局部通风机安装地点到回风口间的巷道中的最低风速必须符合煤矿安全规程第一百零一条的有关规定。采用抗静电、阻燃的500mm的柔性风筒。风筒口到掘进工作面的距离，应在作业规程中明确规定。严禁使用3台以上（含3台）的局部通风机同时向1个掘进工作面供风。不得使用1台局部通风机同时向2个作业的掘进工作面供风。使用局部通风机供风的地点必须实行风电闭锁，保证停风后切断停风区内全部非本质安全型电气设备的电源。2、矿井风量与通风网络对安全的保证程度设计按分别计算法计算矿井最大进风量为12.4m3/s。满足煤矿安全规程第135条的规定。设计所配给的矿井风量，可确保矿井安全生产。各井巷中的风流122、速度均满足煤矿安全规程第101条的规定，设计通风网络能保证矿井安全生产。第二节 提升设备矿井采用平硐开拓，在+665至+719m设置有轨道上山，在+719m上部绞车房装备一套矿用单绳缠绕式提升设备，担负运输任务。一、提升运输设备(一)设计参数1、提升型式：单绳缠绕式提升。2、装煤容器：MG1.1-6B型固定箱式矿车。3、提升斜长（hS）：128m。4、提升倾角（a）：25。5、车场型式： 上、下平车场。（二）绞车选型根据已知条件，经计算矿井选用一台JTB-0.80.6型矿用提升绞车。绞车参数：最大静张力15000N；绞车滚筒直径为800mm，宽度为500mm,容绳量480m；绞车提升速度为1.123、1m/s，电机功率22kW。二、提升运输安全1、 提升运输事故的防治措施及装备1）、斜巷提升系统设置有防跑车装置、阻车器、挡车栏，用以防止事故的发生。在提升斜巷内安设能够将运行中断绳、脱钩的车辆阻止住的跑车防护装置。在车场安设能够防止带绳车辆误入非运行车场或区段的阻车器。在提升斜巷的上部平车场入口分别安设能够控制车辆进入摘挂钩地点的阻车器。在提升斜巷的上部平车场接近变坡点处，各安设能够阻止未连挂的车辆滑入轨道下山的阻车器。在变坡点下方略大于1组车长度的地点，设置能够防止未连挂的车辆继续往下跑车的挡车栏。2）、矿井提升斜巷提升钢丝绳安全系数为8.7；大于煤矿安全规程规定提升物料时的6.5符合矿井124、提升安全要求。2、矿井可能产生的提升事故1）断绳跑车事故，主要因为钢丝断丝，锈蚀引起。2）掉道事故，主要因为道床经过运行，质量下降，达不到规定的要求，矿车本身有缺陷以及超载等。3）过卷事故，主要因为停车误操作，限速或减速保护装置失灵引起。4）脱钩事故，主要因设备损坏或误操作引起。3、防止提升事故的主要措施1）提升时，严禁蹬钩、行人。防止断绳跑车、脱轨掉道和翻车事故伤亡人员。2）上山有躲避硐，每隔40m设一个。并在下部车场设躲避硐和信号硐室。3）斜巷上端设计15m的过卷距离。4）斜巷设有提升信号控制。5）对使用中的钢丝绳定期检查。钢丝绳连接装置的试验必须遵守煤矿安全规程的规定。6）斜巷铺轨和在使125、用过程中的检查必须符合井巷工程施工及验收规范的规定。 第三节 排水设备矿井采用平硐开拓，无排水设备。各运输平巷、通风行人上山一侧设排水沟，宽500mm，深400mm，用料石水泥沙浆砌筑，大巷铺设水沟盖板，并保证35的坡度，不会出现积水现象。主平硐水沟排水量 Q=3600Fav 式中： Q水沟排水量，m3/h； F水沟过水断面（有盖板时，按净断面积的0.75计算），0.155m2； a不满系数，取0.75； v水流速度，0.715m/s； 1)水沟过水断面积计算F=(B1+mh)h 式中：F过水断面积，m2； B1水沟下部净宽，m；h水沟过水高度，m；（无盖板时，水沟上部间隙为50mm，故取0.126、45m）；m水沟横向坡度系数，对称倒坡型水沟横向坡度系数计算公式为m=(B2-B1)/2H=(0.4-0.3)/20.5=0.1 式中：B2水沟上部净宽，m；为0.4m ；B1水沟下部净宽，m；为0.3m ；H水沟深度，m；为0.5m。将上述参数代入公式：F=（0.3+0.10.45）0.45=0.155m22)水沟内水流速度计算式中：V水流速度，m/s；i水沟的纵向坡度，5；R水力半径，m；F过水断面积，0.155m2；P过水周界，1.305m; P=B1+2h(1+m2)0.5=0.3+20.5(1+0.12)0.5=1.305mR=F/P=0.155/1.305=0.119mC谢基系数，127、 n水沟粗糙系数，查表为0.02；（见采矿工程设计手册表6-1-17）当 R1 时， 由上述条件查表得：C=29.30将以上参数代入式(348)中计算得： V=29.30(0.1190.005)0.5=0.715m/s将计算出的V=0.715m/s代入公式中计算矿井水沟排水能力为： Q=36000.1550.7150.75=299.23m3/h 经计算矿井主平硐水沟排水量为299.23m3/h，远大于矿井最大涌水量。能满足最大涌水量的排水要求。 第四节 压风设备在地面+665m工业广场附近建立压风机房，压风机为8 m3 ，功率为18kv，拟设计为2台，能满足矿井掘进用风。第六章 地面生产系统第128、一节 地面生产系统与设施一、煤质特征Y3煤层物理性质与宏观煤岩特征基本相当，颜色为深黑色，条痕为黑色。煤岩组分以亮煤为主，次为暗煤，夹少量镜煤细条带，偶见丝炭透镜体。属半亮半暗型煤。根据采样进行的化验资料，Y3原煤煤质特征见表6-1。表6-1 煤 质 特 征 表 含煤地层煤层编号水份Mad（%)灰份Ad(%)挥发份Vdaf(%)发热量（MJ/kg）硫份Sfd(%)煤种三叠系上统须家河组Y30.871.3810.138.511.515.518.020.20.560.951/3焦煤 二、煤的用途与加工Y3 煤层一般可作热电厂、工业锅炉、工业窑炉的动力用煤和民用煤，也可用于建材及化工等行业作燃料。根129、据*县*xx煤矿的煤质及目前的生产实际情况、市场需求和建设单位的意向，本矿原煤不作分级处理仅作简单的人工手选(通过人工将较大的矸石选出)，以提高煤质，满足用户对煤的质量要求。三、主井生产系统本次技改，未改变矿井井口数目、位置，仍采用原有的+580主平硐、+665m2号平硐和+719m回风平硐，地面生产系统基本沿用。1、煤流系统主平硐井口运出的煤炭，通过窄轨铁路人力推车至翻车机房，利用翻车器卸载至储煤场，通过手选后由人工装入汽车外运。2、储煤方式由于矿井生产年限较短，为减少地面生产环节、节省投资，不设储煤仓，设计利用山坡地形设置露天储煤场，储煤场占地约500m2,容量1000t，储存 5天矿井设130、计产量，对矿井的生产和市场的需求具有较大的调节能力。3、排矸系统设计利用矿山地形在主平硐井口布置矸石堆放场。矿井排出的矸石堆积于此。四、辅助设施1、机电修理考虑矿井生产能力及工业场地地势，在+665m工业场地设置机修和材料堆场。机修房与器材库、充电房联建，合计面积为200m2，设置机电修理组和矿车修理组。2、坑木加工坑木加工房设在+665m工业场地内，坑木场距井口的距离大于80m。3、其它设施在+665m井口新建值班室和消防室，建筑面积为100m2。矿井综合办公房、职工住宅、食堂、澡堂、变电所均修建在+716m工业广场。第二节 主井工业场地平面布置一、场地概况矿区整个地形为北高、南低，山地海拔131、标高+720m+1250m，区内以松树、灌木、杂草为主，植被覆盖率在90%以上。区内人口稀少，经济以农业、林业、煤炭为主。根据国家地震局1990年出版的中国地震烈度区划图，矿区所处区域属地震烈度区划度区。工业场地位于矿区中部，该场地紧靠公路，场内运输方便。二、平面布置原则1、结合地形、地貌、地质、水文、气象和协调井上下关系，满足地面生产系统各环节要求，做到有利生产、方便生活、节约用地，减少投资。2、充分利用地形，避免高填深挖，减少土石方及建筑基础工程量。3、综合协调建筑构筑物、堆场、轨道、管线、公路等各项的关系，做到紧凑合理，线路短，整齐美观。4、兼顾风向和朝向，加强环境保护和绿化。5、在满足132、生产使用的前提下，尽可能的简化生产系统，便于使用、管理。6、合理分区，尽量减少污染。三、总平面布置工业场地按功能分区布置：即生产储运区、辅助生产区及行政福利区。行政福利区，分开合理布置。第七章 电气及通讯第一节 供电电源矿井现有电源：电源取自城西10kv变电站，从城西10kv变电站至煤矿采用10KV架空线，线型为LGJ35，距离矿井9km，该电源质量较好，作为矿井的主要电源。矿井另一趟电源为：从城东10kv变电站至煤矿采用10KV架空线，线型为LGJ35，距离矿井6km，作为矿井的备用电源。第二节 电力负荷根据矿井投产时期机电设备布置及使用情况统计矿井用电负荷如下：设备总台数 25台(其中井下133、：17台)设备总容量 121.4 kW设备工作容量 97.4 kW 有功负荷 72.4 kW无功负荷 78.7kvar视在功率 108.3 kVA 第三节 地面供配电在井口附近设10kV变电室一处,主要担负井下、主扇及地面工业广场用电，室内设XGN2-12型高开11台，GGD2型低开4台，井下设备及地面主要通风机均为双回路供电。地面风井电源来自10Kv/0.4kV变电所主扇、回，变压器为S9-100/10/0.4型100kVA两台,电压等级为380V、220V。地面工业广场用电由S9-50/10/0.4型50kVA变压器，经GGD2型低开转供，采用单母线单列双道布置，以母线段分别出线供广场、机134、修车间、生活照明等。电压等级为380V、220V。地面低压供配电设备选用防护等级较高的ZP30类电气设备。第四节 井下供电由于供电距离较短，采用低压入井，即由地10kV变电所井下、回馈出，经KS9-100/10/0.66型100kVA变压器降至660V，用U-1000V3*50+1*16矿用阻燃电缆引至井下，供采掘工作面等电气设备用电。向井下供电的变压器中性点不接地。井下电气设备电压等级为660V、127V。掘进工作面的局部通风机选用装有选择性漏电保护装置的供电线路供电。选择性漏电保护装置为BKD9系列矿用隔爆型真空馈电自带。采煤工作面的电气设备设瓦斯电闭锁，掘进工作面的电气设备设风电闭锁、瓦135、斯电闭锁。煤电钻采用127V电压供电，设BZZ-4型煤电钻综合保护装置。 第五节 通信矿井在调度室设DDK-2型矿用程控调度总机1台，容量20门，作为生产和电力调度。地面通风机房、矿井变电所与调度室设直通电话，井下车场、绞车房、采掘工作面等处应安装电话。此外，矿井安装对外行政直拨电话2部。下井的通讯干线选用HUYAV-10（20.8 ）型2根，敷设于主平硐两侧，相互间设联络电缆。第八章 给排水第一节 概况及设计依据一、概况本矿给排水的设计范围为井下消防洒水给水和排水系统。二、主要设计依据1、地面水环境质量标准2、污水综合排放标准3、生活饮用水卫生标准4、建筑给水排水设计规范5、室外给水设计规范136、6、室外排水设计规范7、煤矿安全规程8、煤炭工业矿井设计规范9、矿井防灭火规范10、煤矿井下粉尘防治规范11、建筑设计防火规范12、煤炭工业给水排水设计技术规定13、矿井提供的地质报告及其它现场资料第二节 给 水一、用水量及用水标准经计算矿井井下防尘洒水日用水量约为200m3,最大小时用水量约为42.0m3，设计秒流量为11.7L。其中消防流量为：地面工业广场部份采用20L/s，火灾延续时间为2小时，一次火灾用水量按144m3考虑；井下消防用水按火灾发生时能长期提供5L/s的不间断水量计算，火灾延续时间不限，其消防管路均不小于50mm管径。二、水质及水压要求1、水质：根据区内各用水的不同性质要137、求，地面生产、生活及消防用水采用满足生活饮用水卫水标准的要求处理，其中锅炉给水水质按相应的锅炉用水水质标准执行；井下防尘洒水及消防用水采用满足煤炭工业矿井设计规范第19.4.6条中给出的防尘洒水用水水质标准。2、水压：地面及井下消防按T+30m要求考虑(T为消火栓可能布置的最高点离开地面的高度，单位为m)；井下防尘洒水按各用水点水压不低于用水装置的最低水压要求设计。三、供水水源的选择矿井井下消防洒水及地面生产、生活用水均取自矿区山溪水，其水质和水量完全满足矿井生产和生活的需要。四、给水系统在+719m回风平硐上方+775m处找一合适位置，建一200m3高位水池，由该高位水池静压向井下各用水点供138、水。井下主干管采用50mm管径的热轧钢管，由+719m回风平硐进入井下，沿+719m煤层回风巷、回风斜巷，向各采煤工作面及各掘进工作面和其他各用水地点提供用水。在采面溜煤眼、转载点设置洒水器，在掘进碛头设置喷雾器。在井下主要巷道每隔100m设置DN50的支管和阀门各一个，管口配有消防水龙带快速接头，供井下消防及冲洗巷道使用。在采煤工作面运输机巷距工作面40m的地方、掘进巷道距工作面30m的地方设置净化风流水幕装置。井下供水管路采用消防和防尘洒水混合供水，枝状管网结构，局部采用环状供水管路。井下供水管路采用热轧无缝钢管和水煤汽钢管，50mm管径采用快速管接头连接，50mm采用螺纹丝扣连接。第三节139、 排 水矿井井下涌水量较小。废水的悬浮物含量大约在500mg/L，主要污染物为含有一定数量的煤粉、岩粉及少量的颗粒状污染物。井下平巷设置排水沟。在井口附近设置一容积为100m3的沉淀池对其进行沉淀处理后排入河沟内。第九章 环境保护一、矿井水处理(一)生活污水的处理该部分包括住宅、办公楼、浴室及经过除油处理后的食堂污水。其中含有大量的有机物、细菌及各种微生物，拟采用初级生化效果较好的化粪池对其进行处理后排入冲沟。用该方式处理后的污水有机物含量和固体悬浮物可去除90以上，BOD5可降低90左右。其出水完全符合国家污水排放标准中一般保护水域污染物排放二级标准的标准值。(二)井下废水的处理主要来自含水140、层中的裂隙水，其污染主要是井下生产过程中产生的岩尘和煤尘等的颗粒的污染。经沉淀后并进一步除去悬浮物后排入冲沟。处理后的废水浊度和色度均可以达到排放标准所要求的排放值。(三)矿灯房废水处理该类废水较少，其有害物质主要为金属铅、锌及其他化合物。一般铅（Pb）平均含量为1.10mg/L左右，锌（Zn）在10.98g/L左右。该类废水经过酸碱中沉淀池对其进行中和处理后进行排放，其出水可除去90左右的铅锌，并使出水的PH值保持在68范围内，铅达到0.1mg/L以下，锌达到1.0mg/L左右。出水水质可达到标准中所规定的第一、第二类污染物排放标准值。在井口设置沉淀池，经沉淀后排放，矿灯房水加熟石灰经酸碱中141、和排放。二、矸石处理该矿井在生产期间产生的矸石大部分用于井下充填，排出井外的矸石，排放在井口附近的堆矸场。设计要求堆矸场设置挡墙，并在堆矸场沟的上游及两旁设置截水沟。三、噪声治理该矿井为小型矿井，工业广场内没有产生噪声设备，矿井中对离井下作业点较近的局部通风机可加装消音器以降低噪声，本设计要求矿井不得购买超噪声标准值的设备，对长时间接近噪声设备的人采取诸如佩戴耳塞等个体防护可靠措施。四、矿井绿化、水土保持1、地面尽量减少对植被的破坏，建设矿山和公路要设置好护坡，做好水土保持工作。2、加强植树种草工作，美化生活环境。3、工业广场周围边和公路切割地要设置保坎，以防水土流失。第十章 建井工期 一、施142、工准备的内容施工准备是保证矿井建设顺利进行的一项重要工作。由于施工前准备工作的内容较多，涉及面广，因此应根据矿井的实际情况对各项工作进行统筹安排，综合平衡，以协调各项工作的关系，针对薄弱环节，采取有效措施，充分作好各项准备工作，做到尽量缩短施工准备期，以求获取最佳建设工期。1、施工准备工作在批准设计后开始进行，建设单位应根据设计作好施工计划，以保证施工人员及时进场开展准备工作。2、调查研究，收集资料，学习有关技术文件，熟悉设计图纸，弄清设计意图，编制矿井单项工程施工组织设计，统筹安排各项工程的进度及施工顺序等。3、落实主要井巷施工所需的各种机械设备和施工所需的钢材、木材、水泥、砂石及二、三类物143、资的供应。4、搞好防洪设施、边坡维护等工程，保证矿井建设的安全。5、按照矿井施工准备工作计划及开工需要，编制劳动力计划，并做好调配、培训工作。施工准备工作多，各工种、工序、工程相互交叉，三类工程有大量的准备工作要做，因此应采取统筹排队方法，抓住施工准备工作的关键环节，有计划地开展准备工作，尽量缩短准备期。二、井巷工程施工成巷进度指标根据设计规范规定，结合该矿井井巷施工的实际指标，按照不同的断面、不同的岩性和支护方式，设计确定该矿井井巷工程平均进度指标如下：1、平硐及采区岩石运输巷 100m/月2、采区回风巷 120m/月3、行人斜巷及溜煤眼 90m/月4、采面运输机巷和回风巷 140m/月5、144、扩巷改造巷道 200m/月6、开切眼 140m/月 三、井巷主要联锁工程的确定根据该矿的实际情况，当施工准备工作就绪后，即进行主平硐、2号平硐、+719回风平硐、运输大巷、回风大巷的改造。 井巷相关工程：+580m运输巷道、+580m回风上山、+719m采面运输巷道、+770m采面回风巷道、采面开切眼等等。四、三类工程施工组织的主要原则1、首先以井巷施工为中心，保证联锁工程的连续施工和主要贯通工程重点设备配备，保证其按时开工，充分发挥其在加快矿井建设中的作用。2、井下应创造条件多点平行施工，以缩短施工工期。并保持相对稳定，使建设期的劳力、物力、财力得以均衡使用。3、井巷工程坚持一次成巷。井下管145、线工程随井巷工程同时进行，不留收尾工程。4、做好设备和器材的采购工作，保证按期安装使用，做到一次试运转成功。五、建设方案的确定、移交标准(一) 建设方案矿井设计生产能力为6万t/a。根据矿井地质条件、煤层赋存情况，开拓方式、矿井现状因素综合考虑，矿井移交投产1个水平，1个回采工作面，2个掘进工作面。(二) 移交标准1、移交井巷工程总长度3276m(详见巷道工程量统计表)。2、移交1个水平， 1个回采工作面,2掘进工作面。六、建井工期按最长一个掘进工作面施工完毕确定建井总工期，为19个月，其中准备工期为1个月，施工工期为17个月，矿井试生产试运转期1个月（含不可预见工期）。若矿井在施工过程中，遇146、其它地质构造及政策因素的影响，工期顺延。 第十一章 技术经济分析及评价第一节 基本数据一、建设规模该矿井现生产原煤3万t/a，经扩建后达到6万t/a原煤生产能力。建设工期为19个月。二、投资估算及资金筹措*县*xx煤矿的建设项目，其固定资产投资计算的范围包括按设计生产能力确定的井巷工程、土建工程、设备购置、安装工程及其它基本建设费用。计算投资所依据法规、定额和指标均系国家有关部门规定的编制设计时所遵循的现行法规和定额及其指标，并结合目前市场行情综合考虑。经计算，本项目建设工程总造价所需的建设经费估算为：1179.197万元，吨煤投资196.53元。各类工程及费用的投资分别为：井巷工程475.8147、5万元，设备购置费 659.377万元，安装费用3.97万元，其它费用40万元。 三、流动资金估算生产流动资金的估算根据该矿井的设计生产能力和投入情况及该矿井提供有关的资料进行计算。矿井生产所需定额流动资金主要是用于购买原材料、燃料、动力、发放工资、支付管理费用等项资金，它是存在于产品生产过程和流通过程中的周转资金。该矿井流动资金的计算采用分顶计算方法进行计算，按达到6万t/a原煤生产能力计算：该矿井的年生产共需流动资金111.15万元。吨煤流动资金18.53元。其中：铺底流动资金为38%。经计算铺底流动资金42.24万元。 四、资金筹措企业自筹资金700万元，内部职工借款300万元，其他渠道148、融资200万元。三、劳动定员根据矿井拟定生产能力、开拓开采条件、采区和工作面布置、机械化装备水平、井上下各系统和环节、管理方式及机构设置、矿井工作制度等因素，经综合分析类比和定岗定员计算，确定*县*xx煤矿劳动定员298人，其中井下工人251人，地面工人14人，管理人员15人，服务人员11人，其它人员7人。矿井全员工效0.815t/工，该矿劳动定员配备见表10-1 。表10-1 劳动定员配备表序号人 员 类 别出 勤 人 数在籍人数合 计其中：最大班一生产工人1、井下工人180852512、地面工人10414二管理人员15615三服务人员1111四其它人员77全矿井职工总人数22395298第149、二节 财务部分一、销售收入原煤销售收入是以该地区目前煤炭销售价格为依据进行计算，目前原煤销售价格为200元/吨（含税价），矿井达到正常生产阶段的年销售收入为1200万元。二、税金：根据现行的税收制度，流转环节的增值税按销项税为13，进项税按17%，城建税为增值税的5，教育费附加为增值税的3，资源税按每吨煤0.60元计算。经计算：1.销项税款：138.05万元； 2.进项税款：40.62万元 3.增值税：97.43万元4.城建税：4.87万元 5.教育费附加：2.92万元； 6.资源税：3.6万元矿井投入正常生产后，每年应上缴国家财政税金为148.82万元，吨煤税金16.54元。三、产品生产成本150、估算产品的生产成本主要参照生产单位提供的有关资料进行计算，经计算，煤矿达产时生产成本为98.5元/t，其中固定资产成本64.00元/t，可变资产成本34.50元/t（见下表）表10-2 成 本 估 算 表序号项 目单位成本（元/t）其 中备 注固定成本可变成本一经营成本1直接材料费12.009.003.00材料费10.0000动力费2.00002直接工资30.0025.005.003其它支出21.0016.005.004维修费4.003.001.005管理费1.501.000.50二井巷工程费4.504.500三折旧费3.503.500四摊销费1.001.000五维简费20.00020.00六151、财务费用1.001.000流动资金利息合 计98.56434.5四、生产能力分析按正常生产年份计算该矿的全年销售总收入为1200万元，生产总成本为591万元，销售税金148.82万元，利润442.18万元，扣所得税后净利润353.7万元。 主要技术经济指标： 流动资金贷款利率7.2 所得税率为33% 投资利润率30.2% 投资利税率37.8% 税后投资回收期3.3年以上指标反映矿井投资利润率较好，投资回收期为3.3年，就矿井建设而言，项目的投资回收能力是较好的。五、盈亏平衡分析BEP(产量)= = =2.58万t/aBEP(生产能力利用率)= = =43.43%按年产6万t原煤计算，盈亏平衡点152、为43.43%，即达到设计生产能力的43.43%(产量为2.58万t/a)企业就可保本。因而项目的风险较小。综上所述：本项目主要经济指标从技术经济角度来看，项目总投资为1179.197万元，吨煤投资196.53元。本项目建成投产后年销售收入1200万元，年所得税后利润353.7万元。具有一定的经济效益。项目从财务上讲是可行的，建议建设该项目。第三节 主要技术经济指标矿井主要技术经济指标见表11-3 。表11-3 矿井主要技术经济指标序号名 称单 位指 标1矿井设计生产能力万t/a62矿井服务年限a5.33矿井工作制度四、六制年工作天数天330日工作班数班34煤质(原煤)Y3牌号瘦煤灰份10.1153、38.5挥发份11.515.5硫份0.560.95发热量（MJ/kg） 18.020.25储量地质储量万t52.15设计可采储量万t44.336煤层情况复合可采煤层数(采矿许可证)层1(Y3)可采煤层平均厚度mY3(0.6) 煤层倾角257井田范围走向长度m 800-1100倾斜长度(标高)m +770+580井田面积km20.9238开拓方式平硐 9设计开采水平数量个310主要井筒类型及长度+580m主平硐m+719m回风平硐m11投产采区数个112达产时回采工作面个数及长度个/m1/9013回采工作面年推进度m14采煤方法走向长壁式 15采空区处理方法全部垮落充填法16回采工作面装备落煤方154、式放炮落煤工作面支护金属摩擦支柱工作面运输搪瓷溜槽或刮板运输机采面运输机巷运输矿车17掘进工作面个数个218井巷工程量(投产时)m327619矿井通风瓦斯等级低瓦斯通风方式边界式通风方法抽出式通风机型号及台数型号/台FBCDZ-4-NO1020井下运输方式平巷蓄电池机车运输轨道上山绞车提升21地面储煤场容积t100022供电矿井用电设备工作容量kw97.4主变压器容量KVA100+100+100+100+10023职工在籍总人数人29824全员工效t/工0.81525固定资产总投资万元1179.197其中：井巷工程万元475.85 设备购置及安装万元659.377土建工程万元 其它费用万元3.155、9726项目建设总投资万元1179.19727吨煤投资元/t196.5328建设工期月19附表 *县*xx煤矿技改工程总 估 算 表 、 矿井设计生产能力: 60kt/a*勘察设计院有限责任公司二00七年十二月矿井总估算表序号工程费用名称费用(元)矿建工程圭建工程设备及工器具购置安装工程其他小计吨煤投资(元)一井巷工程475.85475.85196.53二机电设备安装1主要运输大巷132.4132.42采 区140.660.84141.53通风系统51.70.6552.354供配电系统126.6171.55128.1675通信系统8.10.318.416安全监测设施68.40.6269.027156、其 它131.50131.5三工程建设其他费用4040合 计475.85659.3773.97401179.197 井 巷 工 程 估 算 表序号井巷名称工程量单位单价（万元/m）总金额（万元）一开拓巷道1580主平硐(改造)560m0.0844.82665m2号平硐(改造)330m0.0826.43719风井(改造)280m0.0822.44580运输巷310m0.1546.55580回风上山260m0.1539二准备巷道1回风下山200m0.15302+665运输巷350m0.1552.53+719回风上山120m0.15184+665运输上山(改造)130m0.0810.4三回采巷道01157、+770回风巷495m0.1574.252+719运输巷680m0.151023开切眼120m0.089.6合 计475.85机电设备及安装工程估算表序号设备及安装 工程名称型号规格单位数量单 价(万元)设备(万元)安装工程合计综合取费安装工程估算价 值(万元)指标编号设备定额外材料安装定额外材料计其中工资按人工费取计其中工资1主要运输大巷132.42采区140.660.843通风系统51.70.654供配电系统126.6171.555通信设施8.10.316安全监测设施68.40.627其 他131.50合 计659.3773.97一主要运输大巷1翻斗式矿车MF1.1-6A台1100.555158、2机车蓄电池台325753材料平板车MLC2-6A台60.42.4小计132.4二采 区1钢 轨15kg/m吨350.517.5钢 轨11kg/m吨250.512.52道 岔简易副600.35213煤电钻MZ-1.2台60.080.484风 钻7655台40.2515探水站TXU-75台12.52.56发爆器MFB-100台60.030.187矿用风筒400m15000.0034.58搪瓷溜槽300mm宽m1000.0119溜子SGB40/22台24080小计140.660.50.040.30.84三通风设备1局部通风机YBT31/2.2kw台20.350.72局部通风机JBT51-2台20.159、513主要通风机FBCDZ-4-10台22550小计51.70.550.050.050.65四供配电系统126.6171.55(一)地面配电1低压配电屏400v台70.96.32低压阀型避雷器FS2-0.4,0.4kv只40.020.083低压电缆U1000-350+116m20000.02404接地母线镀锌扁钢405m500.00050.0255充电架KTSC-102架20.080.166高压架空线(维修)LGJ-35m150000.00575小计121.5650.20.81(二)井下配电01隔爆馈电开关DW80-350,0.4kv台40.230.922隔爆馈电开关DW80-200,0.4k160、v台60.21.23隔爆检漏继电器JY82-2,0.4kv台20.120.244选择性检漏继电器BJJ4,0.4kv台20.080.165隔爆磁力起动器QC83-80台30.270.816照明信号ZBX-4,0.38/0.127kv台00.30综合保护装置07煤电钻BZZ-4,0.38/0.127kv台40.321.28综合保护装置08隔爆插销KBC1-15,127v,15A只40.0120.0489接线盒75A个60.0030.01810防爆白炽灯KB-60,127v,60W盏00.005011矿用电钻电缆U-0.6/1,34+14m2000.00080.1612矿用橡套软电缆U-0.6/1161、,34+14m1200.00080.09613接地母线镀锌扁钢254m400.00050.02小计4.9520.10.10.320.52(三)主要通风机供电1低压阀型避雷器FS-0.4,0.4kv只30.020.022配电箱XGX-25A,380v,100A台10.080.083供电线m6000.0050.005小计0.10.0050.020.0050.03五通信系统800180050031001矿用程控HJ262-20,20门台155调度交换机02矿用电子电话机KH-1台150.0060.093分线盒KLH4-10,10对个20.0050.014通讯电缆BUVV20-1270.25m1500162、0.0011.55通讯电缆HPVV20-1020.8m15000.0011.5小计8.10.080.180.050.31六安全监测设施(一)安全监控系统见设备器材目录88(二)粉尘检测见设备器材目录0.40.4(三)矿压及测量见设备器材目录55（四）井下消防洒水见设备器材目录2525（五）井下防灭火见设备器材目录1010（六）矿山应急救援见设备器材目录2020小计68.40.10.320.20.62七其他131.51生产厂房(灾后)m22050.361.52重建煤坪(灾后)处125253重建矸石山(灾后)处125254防尘处120205其它2主要机电设备器材目录表六安全监测设施(一)瓦斯及其它163、气体检测1光学瓦斯检定器CJG10台52瓦斯检定器校正仪GJX-2台13便携式瓦斯检测报警仪AZJ-92台104充电器CDQ-92台55瓦斯氧气检测仪JJY-1台26一氧化碳检定器AT1台27压缩氧自救器QSR-40个300(二)粉尘检测1呼吸性粉尘采样器AQH-1台12呼吸性粉尘测定仪ACH-1台1(三)矿压及测量1顶板动态仪KY-82台12测枪BHS-10枝13光学经纬仪DJK-6台14地质罗盘CKX-1台2(四)井下消防洒水1无缝钢管D573.5m20002无缝钢管DN32m5003闸阀D=50mm个154闸阀D=32mm个105室内消火栓DNS50,d=50mm个206消防水龙带D=50mmm2007开关直流水枪QZG16,d=50mm个58雾化水松喷头QW48个29洒水器个1010喷雾器个10(五)井下防灭火110L泡沫灭火器个52CO2灭火器个538kg干粉灭火器个5(六)矿山应急救援1担架副22保温毯条23温度计0100个24帆布风幛m105水桶个16电工工具套27急救箱个18矿山救护车辆1