1、XXXXXXXXXXXXX有限公司农业综合开发项目可行性研究报告XX工程咨询有限公司二零XX年XX月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293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1.总论11.1.项目背景和依据11.2.项目概况31.3.存在的主要问题与建议62.井田概况及建设条件82.1.井田概况82.22、.矿井外部建设条件112.3.矿井建设的资源及开采条件122.4.地质勘探程度及储量252.5.煤炭资源综合评价263.市场预测303.1.煤炭市场概况303.2.产品市场供应预测303.3.市场供应能力预测313.4.产品目标市场分析323.5.价格现状与预测323.6.市场竞争力分析324.建设规模与服务年限334.1.井田境界及资源 /储量334.2.矿井设计生产能力及服务年限385.井田开拓与开采415.1.井田开拓415.2.井下开采585.3.井下运输695.4.矿井通风725.5.瓦斯抽采896.矿井主要设备1086.1.提升设备1086.2.主通风设备1176.3.主排水设备13、206.4.空气压缩设备1237.地面设施1257.1.地面生产系统1257.2.地面运输1277.3.工业场地总平面布置1287.4.矿井供配电1357.5.通信、监控及计算机管理1467.6.给排水1487.7.采暖通风与空调1617.8.地面建筑1718.节能减排1778.1.节能标准和节能规范1778.2.节能措施1778.3.管理与实践1848.4.节能减排效果分析1859.环境保护与水土保持1869.1.环境现状1869.2.环境保护与水土保持执行标准1909.3.项目建设和生产对环境的影响1919.4.环境保护与水土保持措施1949.5.环境保护与水土保持投资1999.6.环境影4、响评价19910.劳动安全卫生与消防20110.1.危害因素和危害程度20110.2.安全卫生措施20210.3.消防设施20811.组织机构和人力资源配置21011.1.组织机构21011.2.人力资源配置21112.项目实施计划21712.1.建设工期21712.2.产量递增计划21913.投资估算和资金筹措22113.1.编制说明22113.2.建设投资估算22113.3.流动资金估算22213.4.项目总投资22213.5.分年度投资计划22413.6.资本金筹措22413.7.债务资金筹措22413.8.融资方案分析22514.财务评价22614.1.基础数据和参数选取22614.25、.成本费用估算22614.3.销售收入与税金费用22914.4.财务评价22914.5.不确定性分析23114.6.财务评价结论23214.7.附表目录23315.风险分析及防范对策23415.1.项目主要风险分析23415.2.风险分析及防范对策23416.社会评价23716.1.项目对社会影响的分析23717.项目招标24017.1.招标范围24017.2.招标组织形式24017.3.招标方式24018.研究结论与建议24118.1.推荐方案总体描述24118.2.主要对比方案描述24318.3.结论与建议24418.4.项目主要技术经济指标表2441. 总论1.1. 项目背景和依据一、 6、项目背景 （一）项目名称 项目名称：xx县xx煤矿扩建项目。二、 位置xx煤矿位于xx县城东南125方向，平距约5.5km处，行政区处于xx县乌峰镇境内。三、 隶属关系xx煤矿由xx县xx煤矿有限责任公司建设经营。四、 任务来源xx县是我省煤炭资源大县，无烟煤面积达1619.6km2，占全县总面积的43.9%，远景储量74亿t，已探明工业储量45亿t。为了合理开发利用煤炭资源，使资源优势转化成经济优势，达到振兴地方经济为目的。xx县xx煤矿有限责任公司根据中华人民共和国矿产资源法等相关法律、法规，依法取得了xx县xx煤矿3.9619km2范围的采矿权（采矿许可证，证号：）。本区分布于xx煤田南7、部井田中段（北）的南部边缘外侧，矿区原有地质勘查工作程度较低，所获地质成果资料不能满足扩建工程的相关要求，因此xx煤矿于2008年委托云南省核工业地质调查队对其所获采矿权范围内的煤炭资源进行地质勘探工作，该队于2009年3月提交的云南省xx县xx煤矿勘探报告，并由云南省国土资源厅资源储量评审中心组织专家评审，以“云国土资储备字2009123号”文予以备案。 为改变xx县经济落后的面貌，云南省政府、昭通市政府、xx县政府审时度势，结合西部大开发的有利形势，把xx县丰富的煤炭资源与“西电东送、云电外送”工程有机的结合起来，化资源优势为经济优势，同时，采用招商引资的形式，xx县引进中国华电集团公司在8、xx县建设xx电厂（4600MW），年需煤1000万t左右，故xx县对煤炭资源的开发提出了更高的要求。在已经批准的xx县煤炭资源整合方案中，xx煤矿列入2010年前规划扩建矿井，建设规模为30万t/a。xx煤矿为扩建矿井，煤矿保有地质资源量858万t，可采储量518.88万t，按30万t/a生产能力计算，服务年限为13.3a。xx煤矿主要可采煤层1层，即C5b，煤层倾角平缓，属中厚煤层。C5b煤层顶板及底板稳固性差；煤层瓦斯含量较高，煤尘无爆炸危险，煤层属自燃煤层。井田内地质构造复杂程度属简单类型，工程地质条件属以层状软弱岩组为主的简单偏中等类型，水文地质条件属以裂隙岩溶含水层直接充水为主的简9、单类型。xx煤矿煤层总体赋存条件较好，有利于机械化开采。受xx县xx煤矿有限责任公司委托，由我院编制xx煤矿（30万t/a）可行性研究报告。五、 编制的主要依据(一) 云南省xxxx资源勘探有限公司于2009年3月提交的云南省xx县xx煤矿勘探报告。(二) 云南省矿产资源储量评审中心于2009年6月26日出具的云南省xx县xx煤矿勘探报告评审意见书“云国土资矿评储字2009123号”。(三) 云南省国土资源厅“云国土资储备字2009135号”关于云南省xx县xx煤矿勘探报告矿产资源储量评审备案证明。(四) 云南省煤炭资源整合工作领导小组2008年8月26日云南省煤炭资源整合工作领导小组关于昭通10、市xx县煤炭资源整合方案的批复（云煤整合200841号）。(五) 云南省建筑材料科学研究院于2007年3月编制的xx县xx煤矿环境影响报告书。(六) 重庆地质矿产研究院于于2008年10月23日出具的xx县xx煤矿自燃倾向性鉴定报告（外20082760）。(七) 重庆地质矿产研究院于于2008年10月23日出具的xx县xx煤矿煤尘爆炸性鉴定报告（外20082760补）。(八) 云南省煤炭工业局分别于2005年（YM051314）、2007年（YM070927）出具的xx县xx煤矿瓦斯等级鉴定证书； 云南省煤矿安全监察局和云南省煤炭工业局于2008年出具的xx县xx煤矿瓦斯等级鉴定证书（YM0811、1271）。(九) 云南省国土资源厅于2007年12月29日核发的采矿许可证（证号：5300000730465）。(十) xx县xx煤矿环境影响评价报告。(十一) xx县xx煤矿设计委托书。(十二) “供电协议”。(十三) “用地协议书”。(十四) “煤炭供销合同”。(十五) 水质分析报告。1.2. 项目概况一、 井田概况云南省xx县xx煤矿地处xx煤井田南部井田中段（北）的南部边缘外侧。根据云南省国土资源厅于2007年12月29日核发的采矿许可证（证号：5300000730465）：井田范围由5个拐点坐标圈定，矿井南北宽约1.59km，东西长约2.49km，井田面积3.9619km2，开采标12、高+1760m+1420m。井田主要含煤地层为二叠系上统龙潭组，龙潭组含煤10层，由上至下含编号煤层8层（C5a、C5b、C5c、C6a、C6b、C6c、C7、C8），煤系地层平均厚度为155m，煤层总厚3.454.95m，含煤系数为2.233.19%。总厚1.262.50m，可采含煤系数为0.811.61%。C5b煤层为井田内稳定的唯一可采煤层。井田位于区域xx复式向斜南翼中段，为一北东南西向延伸的单斜构造，地层总体倾向南东，倾角15。断裂仅发育于井田东南边部。井田内地质构造复杂程度属简单类型。勘探报告提供经审查批准的煤炭资源量（331+332+333）为858万t。333类按0.1折减后，13、矿井工业资源/储量为846.5万t，扣除村庄、河流、断层等永久煤柱，井巷煤柱和开采损失煤柱，则矿井设计可采储量为705.7万t。该矿所采的C5b煤层为中灰、中硫、特低磷、一级含砷、特高热值的三号无烟煤（WY03）。可作为一般动力用煤及普通燃料。二、 报告编制的指导思想(一) 遵循国家产业政策和有关规范、规定、规程和标准；(二) 认真贯彻执行国家的有关安全及环境保护方面的法律法规，做到工业安全措施、卫生措施、环境治理、水土保持等与矿井主体工程同时设计、同时施工、同时投产运行。(三) 根据本矿井煤层埋藏，煤层厚度、倾角等特点，结合现场的实际情况，从经济、科学、安全的角度去考虑，简化系统、减少工程量14、，力求简单实用，以降低初期投资、成本，便于管理。(四) 因地制宜，采用新技术、新工艺、新设备、提高机械化水平，实现一个采区一个工作面保证矿井设计产量，采用先进的科学技术和管理方法，提高劳动生产率和经济效益。(五) 系统设计尽量做到提高矿井回采率、争取资源回收量的最大化。三、 建设规模及主要技术特征本可研报告确定了矿井设计能力、井口及工业广场位置、提升方式和井下运输、通风等主要设备选型，对大巷布置和运输方式等均进行了方案比较及论述。本可行性研究报告推荐方案主要特征及指标如下：1、矿井生产能力30万ta；2、矿井用斜井开拓，井口工业广场位于井田北部边界，主斜井采用胶带运输机作为主提升设备，运输原煤15、； 副斜井装备JTP1.61.2/20型矿用提升绞车作为辅助提升设备，升降设备、材料及人员。3、矿井划分为+1610m一个水平、三个采区，片盘开采。4、首采区为一水平、一采区，投产的1051工作面配备普通机械化装备。5、矿井达产时井巷工程总量2276m，掘进体积60998m3，基建掘进率238.8m万t。6、地面生产系统，考虑筛分系统，原煤出井经筛分、选矸后卸入储煤场，装汽车外运。矸石出井后运至储矸仓，装汽车外运。7、xx煤矿的电源一回引自城南35/10kV变电站，煤矿专用线路电压等级10kV，导线型号LGJ-120，6km；另一回引自屏桥35/10kV变电站，煤矿专用线路电压等级10kV，导16、线型号LGJ-120，4km，从而形成双回路供电。8、矿井正常涌水量2431m3/d，最大涌水量4051m3/d，矿井水通过井下水泵排出矿井。9、矿井总占地面积4.46hm2。10、项目总投资及效益情况（1）矿井全员工效2.9t/日工。（2）矿井在籍总人数414人。（3）矿井建设总投资估算为10744.03万元。矿井新增固定资产静态投资9544.81万元，增量吨煤投资454.51元。财务盈利能力按自筹3595.54万元，5949.27万元，贷款利率5.94%进行分析，主要指标为：投资利润率：11.68%；投资利税率：19.19%；财务内部收益率：11.29%；累计财务净现值：687.2万元；投17、资回收期：8.81a。以上计算结果表明：矿井按30万ta建设，各项指标大于行业基准要求，有较好的盈利能力和贷款偿还能力。1.3. 存在的主要问题与建议一、 勘探报告仅依据生产区的经验预算了331储量区的涌水量，预计的矿井涌水量明显偏低。设计重新进行了计算并依此配备了相应的排水设备、设施。业主在今后的建设过程中必须加强水文地质工作，定期观测矿井涌水量，为今后的防水安全提供可靠的依据。二、 该矿涌水量较大，排水成本较高，由于征地尚未能解决的原因，本设计配备了相应的排水设备、设施。但推荐业主在I勘探线上+1610m标高处布置一条排水平硐，设计中预选了井口位置，建议业主尽快开展此项工作，实现自流排水，18、减少生产成本。三、 勘探报告未按（DZ/T02152002）规范的要求提供瓦斯煤样技术数据，建议业主及相关部门尽快补充地质勘探工作，提交相应的参数以利于今后开展瓦斯抽放专项设计。四、 勘探报告未确定该矿是否有煤与瓦斯突出危险，建议业主及相关部门尽快补充煤与瓦斯突出预测。五、 设计按矿井瓦斯等级鉴定资料预测了瓦斯涌出量，并进行了瓦斯抽放设计，待业主在建井期间、揭露煤层前取得相关资料后，再按实际参数报批、修改本设计。六、 勘探报告提交的瓦斯涌出量极低，与该矿历年的瓦斯等级鉴定报告出入较大，设计按瓦斯等级鉴定报告重新预算了矿井瓦斯涌出量，建议业主在井巷揭煤后立即委托有资质的单位对可采煤层的斯含量进行19、测定，为煤矿建设和生产提供可靠的瓦斯依据。七、 勘探报告中水分、灰分、挥发分与其附表06（煤层气成分含量测定成果表）中数据不符。八、 勘探报告中插表56（煤层气成分含量测定成果表）与附表06（煤层气成分含量测定成果表）部分数据不统一。九、 地质勘探报告、附件及其评审备案证明中的煤自燃倾向性结论（均为不易自燃）与该矿最近期的鉴定报告结论（容易自燃）出入较大，可研按煤自燃倾向性鉴定结果（容易自燃）设防，建议有关部门更正。十、 该矿工业场地南部150m处的山坡为滑坡带，遇大雨产生的泥石流可能会对场地产生威胁，建议矿方对此做专题研究。2. 井田概况及建设条件1.2.2.1. 井田概况一、地理概况（一）20、矿区位置xx煤矿位于xx县城东南125方向，平距约5.5km处，位于xx煤矿南部井田中段（北）的南部边缘外侧，行政区处于xx县乌峰镇境内。地理极值坐标：东经10451181045618；北纬272338272450。xx至贵州省毕节市的省级公路从井田西北部通过，井田距xx县城公路里程为7.5km，距贵州省毕节市公路里程为95km，距内昆铁路彝良大寨站210km，距威宁站180km，交通十分便利，详见交通位置图（图I1）。（二）地形地貌井田属于高原中山侵蚀、溶蚀地貌，地形切割中等；地势南东高北西低，最高点为井田东部的大贵山，海拔标高+2108.4m，最低点位于井田西部的柏秧林一带，海拔标高为+121、475m，井田内最大相对高差为633.4m，柏秧林一带为井田的最低侵蚀基准面。（三）河流水体以萨河为区域唯一地表水系，于井田北面由北东向南流经井田西北侧，后再向南西汇入乌江，属长江水系。雨季的最大流量为56m3/s，旱季时最小流量0.3m3/s。另外，在井田内分布有少量南北向的羽状沟溪，其流量主要受季节性降雨控制，雨季时流量一般为0.0020.085m3/s，旱季时多处于干涸状态。图11煤矿交通位置图（四）气象及地震属亚热带高原山地季风气候。据xx县气象局提供的气象资料，区内年平均气温为11.3，极端最高气温34.8，最低气温7.1；年平均降雨量913.4mm，日最大降雨量153.4mm，6122、0月为雨季，降雨量占全年降雨量的80.2%；年平均相对湿度为83%；冬季冰冻时间较长，每年11月至次年3月为冰冻期；全年主导风向为西北风。按建筑抗震设计规范（GB500112001），该区抗震设防烈度为6度，设计基本地震加速值为0.05g，第一组。二、矿区总体规划及开发现状（一）勘探程度及审批情况根据云南省xxxx资源勘探有限公司于2009年3月提交的云南省xx县xx煤矿勘探报告，该矿的地质工作已经达勘探程度。该报告已经云南省国土资源厅以“云国土资储备字2009135号”批准并进行了备案。（二）总体规划及开发现状根据昭通市xx县煤炭资源整合方案的有关要求，该矿为单独保留型矿井。该矿始建于19923、8年，设计生产能力为9万吨，2006年的核定生产规模为4万吨/年。2007年12月发生了瓦斯爆炸事故后一直处于关闭状态， 2008年7月，在国家有关政策的许可下，在市、县相关部门的协调和努力下，重新设定了法定代表人、恢复了生产。有关部门审查批准，拟将生产规模扩大到30万t/a。现有1个主井、1个风井共两个井筒。斜井开拓、单翼开采，主采C5b煤层，沿煤层走向短壁式开采，后退式回采，采煤工艺为湿式煤电钻打眼，爆破落煤，机械通风，机械排水。（三）主管部门的审批情况根据云南省煤炭资源整合工作领导小组于2008年8月26日出具的云南省煤炭资源整合工作领导小组关于昭通市xx县煤炭资源整合方案的批复（云煤整24、合200841号的精神，该矿为单独保留型矿井，建设规模为30万吨/年。2.2. 矿井外部建设条件一、交通运输条件xx至贵州省毕节市的省级公路从井田西北部通过，井田距xx县城公路里程为7.5km，距贵州省毕节市公路里程为95km，距内昆铁路彝良大寨站210km，距威宁站180km，交通十分便利，路面情况良好，可满足本矿井煤炭运输要求。二、电源条件xx县xx煤矿目前已实现双电源供电系统，其中一回引自城南35/10kV变电站，煤矿专用线路电压等级10kV，导线型号LGJ-120，6km；另一回引自屏桥35/10kV变电站，煤矿专用线路电压等级10kV，导线型号LGJ-120，4km。三、水源条件本区25、属长江水系支流乌江上游六冲河流域，区内主要的河流有麻园河、泼机河、以萨河。根据xx煤矿勘查报告，P2c含水层取样分析的结果，所取的P2c含水层地下水均符合生活饮用水卫生标准（GB574985）要求。按SiO2折算偏硅酸（H2SiO3）含量达10mg/l，已达到一般矿泉水的要求。选择矿坑水做为矿山供水水源，水量较容易满足。勘查报告推荐矿坑水作为供水水源。因此本设计采用P2c含水层地下水做为矿区供水水源。四、迁村及土地征用条件矿井开采范围内有水井弯村、大地头村、陈贝屯村等几个村庄，考虑迁村问题多，难度大，设计考虑暂对其留设煤柱，在开采过程中严禁开采。由于本矿为多年生产矿井，扩建工程的井口位置和工业26、广场均为已有，布置在矿区北部边界处，不会占用基本农田。五、主要建筑材料供应条件矿井建设所需材料除钢材、木材需从区外调入外，其它所需的砖、水泥、料石、砂、石灰等建筑材料可在区内解决。2.3. 矿井建设的资源及开采条件一、地质构造（一）区域构造本区为滇东北多字型构造体系的一部分，主要由xx复式向斜、以勒背斜、青场向斜、母享向斜等4支褶皱以及与其相伴随的压扭性断裂组成。构造线呈大致平行的雁行排列，展布方向为北东向，且向斜多具有北西翼陡，南东翼缓，轴面多向北西倾斜的特点（二）构造井田位于区域xx复式向斜南翼中段，为一北东南西向延伸的单斜构造，地层总体倾向南东，倾角15。断裂仅发育于井田东南边部。井田内27、地质构造复杂程度属简单类型。全井仅在东南侧赋存一条断层，编号为F1，叙述如下：F1 正断层：位于井田东南部边缘，矿界范围之内，两端均未延伸出图幅，延伸长度约1600m，走向北东，倾向南东，倾角5075，平均倾角68，据井巷揭露，断层面不平整、不规则，并见有110m宽的断层破碎带。经巷道观测及野外地表对断层走向跟踪追索观测分析研究，确定断层造成地层平均落差为15m。该断层切割影响了整个煤系地层，破坏了煤层在深部的连续性。（三）岩浆活动及变质作用井田内无岩浆岩分布，变质作用不明显。岩浆活动仅为发生于华力西期的基性岩浆喷发、喷溢所形成的隐伏于井田龙潭组地层之下的峨眉山玄武岩组之玄武岩、火山碎屑岩。二28、地层（一）区域地层井田所处大地构造位置为扬子准地台滇东台褶带滇东北台褶束之东部。区域地层以下古生界、上古生界二叠系及中生界地层较为发育。xx煤矿地处xx复式向斜南翼中段，位于xx煤井田南部井田中段（北）南部边缘外侧，主要出露二叠系上统及三叠系下统地层，构造不发育，无岩浆活动，变质作用不明显。（二）井田地层井田内出露地层由老至新有：二叠系上统龙潭组（P2l）、长兴组（P2c），三叠系下统卡以头组（T1k）、飞仙关组（T1f）及第四系（Q）。现由老至新分述如下：1、二叠系上统龙潭组（P2l）出露于井田西北部一带，为一套陆相细碎屑岩含煤建造。根据岩性组合特征及含煤情况可划分为三个岩性段。（1）下段29、（P2l 1）：为浅灰、灰绿色中厚层状泥质粉砂岩及细砂岩，地层厚4266m，平均厚60m。与下伏峨眉山玄武岩组呈平行不整合接触。（2）中段（P2l2）：为浅灰、灰绿、灰褐色薄中厚层状泥质粉砂岩、细砂岩、泥岩，局部夹灰绿色粉砂岩、钙质细砂岩及菱铁岩薄层。地层厚4255m，平均厚50m。（3）上段（P2l 3）：为主要含煤段。由浅灰、灰黑、灰绿色薄中厚层状细砂岩、粉砂岩、粉砂质泥岩及泥岩组成。由上至下含编号煤层8层（C5a、C5b、C5c、C6a、C6b、C6c、C7、C8），除C5b为井田内稳定的可采煤层外，其余均不可采。地层厚4068m，平均厚50m。2、二叠系上统长兴组（P2c）呈条带状分布30、于井田中部，由灰灰黑色薄中厚层状钙质细砂岩、粉砂岩、泥岩和泥质灰岩交互组成，由上至下含C1、C2、C3、C4四个薄煤层，煤层厚00.70m，均不可采。地层厚4057m，平均厚47m。与下伏龙潭组整合接触。3、三叠系下统卡以头组（T1k）呈条带状分布于井田中部，为灰绿色中厚层状含钙质粉砂岩、粉砂质泥岩与泥质粉砂岩不等厚互层，局部含星点状黄铁矿及钙质结核，水平层理发育。地层厚4067m，平均厚60m。与下伏长兴组整合接触。4、三叠系下统飞仙关组（T1f）分布于井田东部及东南部地区，主要为细砂岩、粉砂岩、泥岩及灰岩。分为两段叙述：（1）第一段（T1f1）：由灰绿、灰紫色中厚层状钙质细砂岩、粉砂岩、粉31、砂质泥岩及浅灰深灰色厚层状（细晶）鲕状灰岩组成。顶部为浅灰深灰色鲕状灰岩夹钙质细砂岩或钙质粉砂岩。底部以灰绿色厚层状细砂岩与卡以头组分界。地层厚6478m，平均厚70m。与下伏卡以头组整合接触。 （2）第二段至第六段（T1f26）：该段由灰紫紫色、砖纸色薄中厚层状钙质细砂岩、粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩夹灰绿色粉砂岩条带及薄层状生物灰岩组成。地层厚度大于300m。5、第四系（Q）集中分布于井田西部的缓坡、沟谷地带。为紫红、黄褐色残坡积、冲洪积之粘土、砂质粘土及砂砾石堆积，厚度020m，一般厚10m。与下伏各地层均呈不整合接触关系。三、煤层及煤质（一）煤层C5b煤层为井田内稳定的唯一可采煤层，其余均32、为局部点可采或不可采之薄煤层。煤系地层平均厚度为155m，煤层总厚3.454.95m，含煤系数为2.233.19%。可采煤层（C5b）总厚1.262.50m，可采含煤系数为0.811.61%。现将C5b煤层特征叙述如下：C5b煤层为位于上二叠统龙潭组上段（P2l 3）地层的上部。上距长兴组（P2c）底界3.1913.25m，平均7.40m；距C5a煤层底板2.8512.98m，平均6.91m。下距龙潭组上段（P2l 3）底界1.48/约45.17m。煤厚1.262.50m，平均厚1.88m，属稳定型全区可采的中厚煤层。煤层呈似层状产出，结构简单，含夹矸02层。夹矸位于煤层上部和下部，距煤层底板33、0.330.42m，距煤层顶板1.011.40m，均为灰黑色炭质泥岩，厚0.050.15m，含矸率013.76%。煤层直接顶板为灰黑、灰褐、黑色薄中厚层状泥岩及粉砂质泥岩，厚0.796.04m。在直接顶板与煤层间常有厚约0.020.05m的薄层状炭质泥岩伪顶，与上下均呈过渡关系。煤层底板为灰黑、灰褐色薄中厚层状泥岩，厚0.323.25m。各主要煤层特征详见表231。表231 主要煤层特征表煤层编号见煤点可采点煤层厚度（m）两极值平均值层间距（m）两极值平均值煤层结构（夹矸层数）稳定性倾角()视密度(t/m3)备注C5a4000.520.262.8512.986.91单一结构不稳定15不可采C534、b17171.262.501.88结构简单，含炭质泥岩夹矸02层稳定151.50全区可采1.626.623.51C6a3000.700.35结构简单，含炭质泥岩夹矸01层不稳定15不可采（二）煤质1、煤的物理性质及煤岩特征区内C5b煤层呈灰黑色，条痕灰黑黑色。块状、碎块状，少量粉状；硬度大，脆度小，内生裂隙不发育。条带状结构，局部似均一状和线理状结构，块状构造。金刚光泽，参差状、阶梯状断口。煤燃烧时火焰稍短，无烟；残渣多呈粉状，部分呈块状。视密度1.50t/m3。2、煤的化学性质煤层煤质分析结果详见表232。表232 主要可采煤层煤质分析结果表煤层编号项目工业分析（%）全硫（%）发热量（MJ/35、kg）MadAdVadfSt，dQgr，adQnet，dC5b原两极值2.144.129.3813.417.759.770.952.9630.4532.3530.3931.74平均值2.3811.398.481.4831.3630.94浮两极值1.632.846.117.906.937.720.580.7532.9333.3232.2432.65平均值2.067.187.360.6733.2232.33粘结指数胶质层视密度灰熔融性磷（%）砷（g/g）备注GRIY(mm)ADRST(度)PdAs，d原1.500.0020.016010WY030.0073浮0.0060.018010.0100.336、3、煤的工艺性能根据勘探报告提交的资料，所采煤层属中等可选。 4、煤类及工业用途依据中国煤炭分类国家标准（GB575186），所采的C5b煤层为中灰、中硫、特低磷、一级含砷、特高热值的三号无烟煤（WY03）。可作为一般动力用煤及普通燃料。二、水文地质条件（一）井田地形地貌井田属于高原中山侵蚀、溶蚀地貌，地形切割中等；地势南东高北西低，最高点为井田东部的大贵山，海拔标高+2108.4m，最低点位于井田西部的柏秧林一带，海拔标高为+1475m，井田内最大相对高差为633.4m，柏秧林一带为井田的最低侵蚀基准面。（二）井田气候特征属亚热带高原山地季风气候。据xx县气象局提供的气象资料，区内年平均气温37、为11.3，极端最高气温34.8，最低气温7.1；年平均降雨量913.4mm，日最大降雨量153.4mm，610月为雨季，降雨量占全年降雨量的80.2%；年平均相对湿度为83%；冬季冰冻时间较长，每年11月至次年3月为冰冻期；全年主导风向为西北风。（三）含、隔水层根据井田内出露的地层岩性及含水介质特征，可将区内含水层分为三类，即孔隙含水层、裂隙含水层和层间岩溶含水层。现根据地层顺序从上至下叙述如下：1、第四系（Q），集中分布于井田西部柏秧林一带的缓坡、沟谷地带，分布局限。岩性以粘土、砂质粘土及砂砾石堆积为主，厚度020m，一般厚10m。属孔隙含水层，其富水性极弱，对矿床开采无充水影响。2、三叠38、系下统飞仙关组第二至六段（T1f2+6）岩性以泥质粉砂岩、粉砂岩为主夹细砂岩及泥岩，属裂隙含水层，含水层富水性弱，对矿床基本无充水影响。3、飞仙关组第一段（T1f1）：由中厚层状钙质细砂岩、粉砂岩、粉砂质泥岩及浅灰深灰色厚层状（细晶）鲕状灰岩组成。属层间岩溶含水层。该含水层与煤系地层间有卡以头组（T1k）弱裂隙含水层相隔，T1k构成T1f1的隔水底板，自然状态下对矿床无充水影响，为顶板间接充水含水层。4、卡以头组（T1k）岩性以中厚层状含钙质粉砂岩、细砂岩、粉砂质泥岩与泥质粉砂岩不等厚互层，水平层理发育，属裂隙含水层，其总体富水性弱，为矿床顶板间接充水含水层。5、长兴组（P2c）：出露于井田北39、西部，为薄中厚层状钙质细砂岩、粉砂岩、泥岩和泥质灰岩交互组成，属岩溶含水层，但总体富水性弱。该含水层底界距可采煤层（C5b）顶界仅为3.0313.33m，平均7.18m，在采动情况下，该含水层地下水对矿床有直接充水影响，属顶板直接充水含水层。6、龙潭组（P2l）按岩性组合及含煤的不同分为上、中、下三段，上段（P2l3）岩性总体为薄中厚层状粉砂质泥岩、泥岩、粉细砂岩，可采煤层分布于该段上部；总体富水性弱极弱。该含水层组成可采煤层顶底板，是矿床直接充水含水层。（四）断裂带水文地质特征及对开采的影响井田位于区域xx复式向斜南翼中段，地层总体倾向北东，倾角一般15。断裂仅发育于井田东部。编号F1，现叙40、述如下：F1 正断层：位于井田东南部边缘，矿界范围之内，两端均未延伸出图幅，延伸长度约为1600m，走向北东南西向，倾向南东，平均倾角68，断层破碎带宽约110m，破碎带为断层角砾岩，胶结较致密，推断该含水层地下水位低于高程+1450m，而矿床最低资源量估算标高+1610.80m，岩溶含水层对矿床开采无太大影响。（五）井田地下水的补给、迳流、排泄条件井田位于xx复式向斜南翼，井田地形起伏大，冲沟发育，为深切割侵蚀中山地貌，地形有利于大气降雨径流排泄，对含水层补给不利。二叠系上统龙潭组为主要含煤地层，为富水性弱极弱的裂隙含水层，主要可采煤层C5b顶板属裂隙弱含水层，其上覆长兴组岩溶含水层，富水性41、弱中等；底板属炭质泥岩裂隙极弱含水层相对隔水。矿床总体可概化为间接顶板（T1k）相对隔水，含煤地层（P2l3）及顶板（P2c）直接充水，而底板（P2l2）相对隔的水文地质模型，即该矿床为顶、底相对隔水层而中部为直接充水的无限含水层。（六）地表水、老窑对矿床充水的影响1、地表水井田北西侧为以萨河，河床高程+1420.0+1495.0m，而可采煤均位于1600高程以上，地表水不会对矿床产生充水影响。其它冲沟属季节性，对矿床充水影响程度不大，井田外围北侧的陈贝屯水塘，一般蓄水量很小，且位于C5b煤层露头线以下，不会对矿床产生充水影响。2、小窑水本井田小窑集中在井田的北西一带，开采深度小，范围局限，目42、前对矿床不会引起灾难性的充水。（七）矿井充水因素分析及矿井涌水量预算1、矿井充水因素：该矿床地处侵蚀山地，地表出露的含水层以弱裂隙含水层为主。对矿床有充水影响的水源有地表水，小窑积水，顶板间接充水含水层（T1k），顶板（P2c）直接充水含水层，含矿层裂隙含水层，隐伏岩溶含水层。2、矿井涌水量预测：地质报告预计的最大涌水量（雨季）为585 m3/d，现生产矿井的雨季涌水量为550 m3/d，并指出了旱季的涌水量约为雨季的60%。设计认为，该报告仅计算了331类资源量赋存区的汇水面积相对较小，同时地质队圈定的开采面积均采用垂线法留设，相对较小。而此次扩建时应应采用开拓方案中划出的全部可采区面积预测43、涌水量才相对较为准确。设计重新进行了预测：单位降深拓展法现生产矿井单位面积、单位降深涌水量拓展法计算公式如下： q0=式中：q0现矿井单位面积、单位降深涌水量（m3/d.m2.m）；Q已有矿坑涌水量（雨季），550m3/d；S1已有矿坑降深，取ZK202抽水试验孔中恢复水位标高，P2C+ P2L之平均值1650.85m与现有巷道最低高程1610.80m之差，为40m；F0已有生产矿坑控制面积，283700m2.计算结果：q0=4.85105m3/d.m2.m上述所计算的现生产矿井单位面积、单位降深涌水量为雨季的涌水量，旱季的涌水量约为雨季的60%。现将井田内全部资源量区+采空区范围内的涌水量Q44、1计算如下：全部资源量开采区面积S2（除去村庄影响带面积）为：1841538.82m2。根据公式Q1S2q01.2+Q1841538.824.851051.2+550657.81 （m3/d）水文地质比拟法该方法是根据矿山现有的生产井水文地质观测资料，结合开采范围、深度及采空区，对整个矿床坑道系统形成后作水文地质比拟计算。公式如下：式中：Q：矿坑涌水量，m3/d；Q0：已有生产井涌水量（雨季），550m3/d；F0：已有生产井巷道控制面积，283700m2；S0：已有生产井疏干降深，取主要含水层平均水位标高（1672.68m）与生产矿井控制最低标高（1624m）之差，即48.68m；F：拟开拓45、坑道系统控制面积，1841538.82m2；S：根据主要充水含水层平均高程（+1672.68m）与先期开采水平标高（+1610m）之差，为62.68m。Q5504051.10 m3/d计算结果Q 4051.10m3/d。比较上述二种预计结果，比拟法计算的结果较大。从上述两种计算结果可以看出：一方面，扩建后的可采区面积是原开采面积的6.5倍，但单位降深拓展法预计扩建后的最大涌水量结果仅是原开采区的1.1倍，理论上欠妥。另一方面，地质报告中同时指出：“C5b煤层冒落带最大高度（Hc）10.00m，导水裂隙带最大高度（Hf）61.43m”，而全矿大部分煤量的赋存深度均不足50m，采动后必将形成大气降46、水对矿井的直接补给。设计认为，采用水文地质比拟法计算的结果应当更贴切实际。故推荐比拟法的计算结果作为矿坑最大涌水量，即4051m3/d；旱季涌水量取最大涌水量的60%，为2431m3/d。（八）井田水文地质特征简述井田地质构造相对简单，含煤岩系及围岩层平面展布简单，呈南东缓倾的单斜构造；矿体均位于当地最低侵蚀基准面之上，含矿层顶板属弱岩溶化裂隙岩溶含水层，与区域同一含水层有水力联系，富水性弱中等；间接顶板为弱裂隙含水层，可视为相对隔水层；含矿层为弱裂隙含水层，富水性弱；底板属相对隔水层。矿床充水主要来源于顶板岩溶裂隙含水层及含矿层裂隙含水层的直接涌入，总体涌水量较大，废弃的小窑积水对矿床开采目47、前则不会造成影响，该矿床水文地质条件属以裂隙岩溶含水层直接充水为主的简单类型。三、开采技术条件（一）工程地质条件井田工程地质岩组类型较简单，主要由层状软弱岩组与半坚硬坚硬岩组相间构成，各岩组发育有、级结构面，对围岩岩体完整性影响较大的是级结构面，矿层直接顶、底板岩性以泥岩和粉砂质泥岩为主，岩体较破碎，岩体基本质量等级为级，无自稳能力。综上所述，该矿床工程地质条件属以层状软弱岩组为主的简单偏中等类型。（二）瓦斯xx煤矿在地勘期间，通过地勘钻孔采样测定了主要煤层的瓦斯含量，测试结果见表表233。表233 钻孔煤层气成分含量测定成果表样品编号项 目201W1202W1301W1302W1煤层编号C548、bC5bC5bC5b工程编号ZK201ZK202ZK301ZK302采样深度（m）34.8035.2584.7785.2262.6063.05137.77138.22煤层气成分（%）N20.000.0053.3313.37CO219.7916.9718.989.07CH479.8682.1727.3677.04C2H60.350.820.330.38C3H80.000.040.000.14合计100100100100煤层气含量（ml/g）N20.000.001.760.30CO20.490.440.630.20CH41.962.130.901.72C2H60.010.020.010.01C3H49、80.000.000.000.00合计2.462.593.302.23其中：可燃气体（CH4、C2H6、C3H8）含量（ml/g）1.972.150.911.73煤质分析（%）Mad1.141.201.040.88Ad23.5728.6031.2028.11Vdaf13.1412.7015.6612.49瓦斯分带沼气带沼气带氮气沼气带氮气沼气带根据云南省xx县xx煤矿勘探报告提供的瓦斯资料，采用“中华人民共和国安全生产行业标准（AQ 10182006）”的矿井瓦斯涌出量预测方法中的分源预测法，对矿井达产时C5b煤层开采瓦斯涌出量进行预测，经预测（详见第五章第二节）：该矿井相对瓦斯涌出量为1.950、m3/t，绝对瓦斯涌出量为1.1 m3/min，该矿属低瓦斯矿井。与勘探报告定性的结论不符。有鉴于于此，本设计又根据历年对该进行的矿井瓦斯等级鉴定结果进行预测，经计算（计算过程详见第五章第二节），该矿的采煤工作面的绝对瓦斯涌出量为16.10m3/min；掘进工作面的绝对瓦斯涌出量为2.84m3/min。矿井相对瓦斯涌出量为37.47 m3/t，矿井绝对瓦斯涌出量为18.94 m/min。该矿为高瓦斯矿井。根据两种计算结果，按照就高不就低的原则，为安全起见，本设计对该矿按高瓦斯矿井进行设防。（三）煤尘爆炸性据重庆市煤炭质量监督检验站重庆地质矿产研究院2008年10月的煤尘爆炸性检验报告结果：该矿51、开采的C5b煤层无煤尘爆炸性。（四）煤的自燃倾向地质勘探报告、附件及其评审备案证明中的煤自燃倾向性结论（均为不易自燃）。另据重庆市煤炭质量监督检验站重庆地质矿产研究院2008年10月的煤自燃倾向性检验报告结果，该矿开采的C5b煤层的自燃等级为类，自燃倾向性为容易自燃。两者结论出入较大。为安全起见，设计按最近的煤自燃倾向性鉴定结果（容易自燃）设防。（五）地温根据本次施工钻孔地温测定及对xx的煤矿生产矿井的调查，未发现本区有地温异常现象，基本可以确定本区无地温异常。2.4. 地质勘探程度及储量一、地质报告的编制情况云南xxxx资源勘查有限公司在接受到xx煤矿的地质勘探委托后，于2008年9月15日52、组织项目组赶赴井田工作现场进行了实地踏勘和调查了解，在原有详查设计的基础上编制了勘探设计；于2008年9月下旬全面开展勘探工作，同年12月底结束野外地质工作，随后转入室内综合整理及报告编制，最终于2009年3月底提交了该勘探报告。二、勘探程度该矿井范围内共布置四个钻孔，钻孔间距500m。已达到相应规范的要求。三、地质报告提交资源量情况地质报告提交矿权范围内C5b煤层331+332+333类资源量858万t，其中331类资源量182万t；332类资源量561万t；333类资源量115万t。属于先期开采地段的331+332类资源量743万t，其中331类资源量182万t，占比22.41%；331+53、332类资源量743万t，占比91.56%。另概算C5b煤层生产矿井采空区消耗量约60万t。2009年7月，该报告经云南省国土资源厅进行了评审备案（云国土资储备字2009135号）。2.5. 煤炭资源综合评价一、地质构造对开采影响分析井田位于区域xx复式向斜南翼中段，为一北东南西向延伸的单斜构造，地层总体倾向南东，倾角15。断裂仅发育于井田东南边部。井田内地质构造复杂程度属简单类型。地质构造对开采影响较小。二、煤层可行性、稳定性分析煤层对比依据煤层空间分布位置、煤层顶板标志特征、煤层厚度及煤质特征等进行对比，主要宏观依据为：（一）本次工作依据区内各地层岩性特征所确定的6个标志层，各标志层横向分54、布连续，宏观特征明显，是划分井田地层和进行煤层对比的重要依据。（二）C5b煤层位于龙潭组上段上部，较之其它煤层厚大、稳定性好，且全区可采；其余不可采之薄煤层均有其相对稳定的产出位置，从空间分布位置及煤层厚度方面与可采煤层极易区分。（三）C5b煤层直接顶板为灰黑、灰褐、黑色薄中厚层状泥岩及粉砂质泥岩。 综上，井田煤层的对比标志较为明显，确定的标志层层位稳定，对比依据较充分，煤层对比结果较为可靠。三、煤的经济意义依据中国煤炭分类国家标准（GB575186），可知区内可采煤层C5b为中灰、中硫、特低磷、一级含砷、特高热值的无烟煤三号（WY03）。可作为一般动力用煤及普通燃料。四、勘探程度是否达到要求55、（一）该报告基本达到了如下要求：1、重新测制井田1：5000地形图；2、重新修测填制井田1：5000地质图，对井田范围内的煤层露头线、地层界线以及断层进行全面追索测定；3、控制井田边界构造；详细查明先期开采地段内落差等于和大于30m的断层，对小构造的发育程度、分布范围及对开采的影响做出评述；4、控制先期开采地段范围内主要可采煤层的底板等高线；5、详细查明可采煤层层位及厚度变化，确定可采煤层的连续性，控制先期开采地段内各可采煤层的可采范围（包括煤层因受岩浆侵入、古河流冲刷、古隆起、陷落柱等的影响使煤层厚度和可采性发生的变化），对厚度变化较大的主要可采煤层，应控制煤层等厚线；6、严密控制与先期开采56、地段有关的主要可采煤层露头位置，在掩盖区，隐蔽煤层露头线在勘查线（测线）上的平面位置应控制在75m以内，控制先期开采地段范围内主要可采煤层的风氧化带界线；7、详细查明可采煤层的煤类、煤质特征及其在先期开采地段范围内的变化，着重研究与煤的开采、洗选、加工、运输、销售以及环境保护等有关的煤质特征和工艺性能，并做出相应的评价；8、查明井田水文地质条件，评价矿井充水因素，预算先期开采地段涌水量，预测开采过程中发生突水的可能性及地段，评述开采后水文地质、工程地质和环境地质条件的可能变化，评价矿井水的利用可能性及途径；9、查明先期开采地段主要可采煤层顶底板的工程地质特征、煤层瓦斯、煤的自燃趋势、煤尘爆炸性57、危险及地温变化等开采技术条件，并做出相应的评价；10、详细调查老窑、小煤矿和生产矿井的分布和开采情况，划出其采空范围，对老窑的采空区应尽可能的控制，并评述其积水情况，详细调查生产矿井和小煤矿的涌水量、水质及其动态变化，分析其充水因素；11、基本查明其他有益矿产赋存情况；12、估算各可采煤层探明的、控制的、推断的资源/储量。按甲方（xx煤矿）要求，在先期开采地段范围内探明的资源/储量比例应占总资源/储量的35%以上，探明的和控制的资源/储量应占65%以上。综上，地质勘查程度已达到详查（最终）阶段。提交的云南省xx县xx煤矿勘探报告能满足本矿井初步设计的要求，可作为初步设计的地质依据。（二）地质资58、料存在的问题1、勘探报告中水分、灰分、挥发分与其附表06（煤层气成分含量测定成果表）中数据不符；2、勘探报告中插表56（煤层气成分含量测定成果表）与附表06（煤层气成分含量测定成果表）部分数据不统一。3、勘探报告估算的矿井涌水量明显偏低，设计重新进行了计算并依此配备了相应的排水设备、设施。业主在今后的建筑过程中必须加强水文地质工作，定期观测矿井涌水量，为今后的防水安全提供可靠的依据。4、勘探报告未按（DZ/T02152002）规范的要求提供瓦斯煤样技术数据，建议业主及相关部门尽快补充地质勘探工作，提交相应的参数以利于今后开展瓦斯抽放设计。5、勘探报告未确定该矿是否有煤与瓦斯突出危险，建议业主及59、相关部门尽快补充地质勘探工作，补充煤与瓦斯突出预测。6、设计按预测瓦斯量进行了瓦斯抽放设计，待业主在建井期间、揭露煤层前取得相关资料后，再按实际参数修报批、修改本设计。7、该矿涌水量较大，排水成本较高，由于征地尚未能解决的原因，本设计配备了相应的排水设备、设施。但推荐业主在I勘探线上+1610m标高处布置一条排水平硐，设计中预选了井口位置，建议业主尽快开展此项工作，实现自流排水，减少生产成本。8、勘探报告提交的瓦斯涌出量极低，与该矿历年的瓦斯等级鉴定报告出入较大，设计按瓦斯等级鉴定报告重新预算了矿井瓦斯涌出量，建议业主在建设过程中加强瓦斯管理工作，为矿井建设和生产提供可靠的瓦斯依据。9、地质勘60、探报告及评审备案证明中的煤自燃倾向性结论与该矿最近期的鉴定报告出入较大，设计按最近的煤自燃倾向性鉴定结果（容易自燃）设防，建议有关部门更正。3. 市场预测2.3.3.1. 煤炭市场概况多年来云南省煤炭市场基本自给自足。随着国民经济的快速发展，云南省煤炭需求量有较大幅度增长，除传统用户外，消费领域向化工、冶金、建材、电力行业集中，其中火电耗煤增长尤为突出。据统计，2004年云南省煤炭需求达到5015万t，其中火电厂耗煤比重达到36%。据预测，2010年云南省煤炭需求量将达到11000万t，年平均增长25，其中电煤6000万t，占54。火电厂燃煤需求的激增，造成全省煤炭需求缺口增大。目前世界性的“61、经济滑坡”也影响到云南，出现了煤炭市场不景气的问题，但从总的趋势看，云南煤炭市场前景依然看好。xx县所产原煤均为无烟煤，近几年全县原煤年产量为515万吨左右，除本县消费外，约1/4的原煤销外四川省、重庆市。3.2. 产品市场供应预测近几年，我国国民经济快速发展，用电量、用钢量迅猛攀升，带来了电煤、焦煤供应的持续紧张，随着几年后一大批骨干火电厂的投产运营，将进一步加剧电煤生产供应不足的矛盾，煤炭将成为制约国民经济发展的重要因素之一。一、云南省煤炭市场预测据统计， 2005年全省生产原煤6475万t； 2008年煤炭产量8657万t，预计到2010年煤炭产量将达1亿t。煤炭供应量高速增长，主要是因62、煤炭需求量高速增长所致。尽管如此，全省煤炭的供应只能基本满足省内市场的需求。为确保云南省煤炭生产能适应国民经济发展，云南省已于2008年完成了对全省煤矿分类整合，通过“改造提高一批，整合集中一批，关闭淘汰一批”，压缩矿井数量，提高单井产煤能力；同时对主要产煤地区的重点煤炭资源进行优化配置，将优质资源向优势企业集中，建设一批重点煤电、煤化、煤焦项目。到2015年前后，全省将逐步建成三大煤电基地（滇东煤电基地、滇东北煤电基地、滇中南煤电基地）和五大煤炭生产基地（老厂无烟煤矿区、小龙潭褐煤矿区、昭通褐煤露天矿区、xx无烟煤矿区、恩洪主焦煤矿区），形成“三块一片”的煤炭生产格局。云南省五大矿区（老厂矿63、区、小龙潭矿区、昭通矿区、xx矿区、恩洪矿区）被列为国家13个大型煤炭生产基地（云贵基地），纳入了能源中长期规划纲要及煤炭工业中长期发展规划，有利于云南省中长期煤炭供应。二、相邻地区市场预测四川省、重庆市与xx县毗邻，较长时期以来，xx县所产原煤都有一定数量供给四川省的南部城市企业和重庆市部分企业。四川省、重庆市均为耗煤大户，因资源有限，导致总的煤炭生产规模发展受限，而煤炭消费的不断增长，故从前些年的省（市）内产需基本平衡到近年来需要从区外调入。预计到2010年，四川省和重庆市每年需要从贵州、陕西、云南等调入10Mt左右。三、xx县煤炭市场预测根据xx县经济社会发展现状及规划，到2010年华电64、xx电厂（装机4600MW）全面投产，需煤500万吨/年；到2015年省投资公司xx坪上电厂（装机4600MW）全面投产，需煤500万吨/年。加之传统用户（本县及四川、重庆）的需求，预计2015年后年需2000万t左右。3.3. 市场供应能力预测xx县煤炭发展规划目标为：“十一五”末期原煤产量达1200万吨；至2020年原煤产量20002300万吨（含东源集团矿井产量，下同），满足以上两座电厂装机总容量8600MW用煤需求外，剩余煤炭供应四川省、重庆市和本县的煤化工企业及生产生活用煤。3.4. 产品目标市场分析本矿井主要用户为中国华电集团公司xx县电厂（4600MW）和省投资公司xx坪上电厂（65、4600MW），因本矿井所在xx县邻近四川省和重庆市，均为缺煤地区，本矿所产原煤可外供，市场前景广阔。3.5. 价格现状与预测本矿井生产的原煤为无烟煤，目前市场价格200280元/t。根据煤炭市场发展趋势，预计未来市场价格为260360元/t。3.6. 市场竞争力分析一、主要竞争对手情况xx煤矿主要供煤对象为华电集团xx电厂，同时供给四川省和重庆用户，电厂作为煤矿的长期客户，可保证煤矿原煤的销售。由于xx煤矿的原煤主要供应电厂，相对xx电厂及本县外的煤矿具有运输成本上的优势，具有较强的竞争力，销售前景良好，基本不存在竞争对手。二、市场竞争力优势与其它煤炭生产企业相比，本矿井其优势表现在： 本矿66、地处xx煤矿区核心位置，距离规划中的选煤厂及电厂距离近，存在交通运输的优势。 矿井勘探程度高，煤层厚度及赋存条件适宜机械化开采，全员工效高。 煤层埋藏相对较浅，基建工程量较少，有利于提前投产产生效益。上述优势因素可使本矿井煤炭生产成本较其它煤炭生产企业的生产成本低，煤炭井口销售价格非常具有市场竞争力。4. 建设规模与服务年限3.4.4.1. 井田境界及资源 /储量一、井田境界云南省xx县xx煤矿地处xx煤田南部井田中段（北）的南部边缘外侧。根据云南省国土资源厅于2007年12月29日核发的采矿许可证（证号：5300000730465）：井田范围由5个拐点坐标圈定，矿井南北宽约1.59km，东西67、长约2.49km，井田面积3.9619km2，开采标高+1760m+1420m。矿界拐点坐标详见表411。xx煤矿以北有大顺煤矿、融安煤矿、久源煤矿三个相邻矿井，如图411所示。xx煤矿现生产规模为9万t/a，计划扩建至30万t/a；久源煤矿核定能力为5万t/a，计划扩建至30万t/a；融安煤矿现生产能力为4万t/a，计划扩建至30万t/a。图411矿界关系示意图表411 xx煤矿井田范围拐点坐标表拐点号X坐标Y坐标矿13033550.0035492850.00矿23033450.0035493765.00矿33032800.0035493900.00矿43031325.0035492200.68、00矿53032800.0035490600.00开采标高（m）+1760m+1420m井田面积（km2）3.9619km2二、井资源/储量计算（一）矿井地资源量根据云南省国土资源厅2009年7月28日 “云国土资储备字2009135号”关于云南省xx县xx煤矿勘探报告矿产资源储量评审备案证明提供的资料，截止2009年3月，该矿实际保有331、332、333资源量共计858万t。xx煤矿矿井地质资源量汇总详见表412。表412 矿井地质资源储量汇总表 单位：万t序号煤层资 源 量合计备注3313323331C5b182561115858合计182561115858（二）矿井资源/储量评价和分类69、经分析，矿井开采范围内有村庄、断层和井田边界需留设永远煤柱，此部分压覆的煤量划属次边际经济资源量（2S2）。根据煤层赋存情况、开拓布置方式，尚需留设工业场地、井筒和大巷的保护煤柱，此部分呆滞煤量划属边际经济资源量（2M2）。该矿资源/储量评价和分类详见表413。表413 矿井资源/储量分析表序号煤层地质资源量合计331332333121b2M212S21小计122b2M222S22小计1C5b120.534.0827.4182457.611.691.85561115858合计120.534.0827.4182457.611.691.85561115858（三）矿井工业资源/储量鉴于该矿煤层赋存70、情况稳定、地质构造简单，该矿推断资源量（333类）的可信度系统取0.9，即扣除10%的资源量后，该矿剩下的工业资源量为846.5万吨，计算结果详见表表414 。（四）矿井设计资源/储量根据建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程和国家有关规程、规范的要求留设永远煤柱：水井弯村距C5b煤层垂高170m左右，采用垂线法设计保护煤柱，其围护带宽度按40m计；松散层移动角按45计；因煤层倾角为5，上山方向岩石移动角、下山方向岩石移动角、走向方向岩石移动角均相同，按65计；根据ZK302柱状图，松散层厚度按10.3m计。大地头村、陈贝屯村距C5b煤层垂高40m左右，采用垂线法设计保护煤柱，其围71、护带宽度按40m计；松散层移动角按45计；因煤层倾角为1，上山方向岩石移动角、下山方向岩石移动角、走向方向岩石移动角均相同，按60计；根据ZK201柱状图，松散层厚度按2.8m计。井田边界煤柱按20m留设；F1断层煤柱按一侧30m留设。扣除各种永久煤柱后，该矿剩下的设计资源/储量为705.7万吨。矿井设计资源/储量计算结果详见表表414 。（五）矿井设计可采储量根据建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程和国家有关规程、规范的要求留设工业场地和主要井巷煤柱：斜井保护煤柱留设：井底按一侧20m留设，井口围护带宽度定为10m，井筒按上山方向岩石移动角为60进行计算。大巷煤柱按一侧20m留72、设；采空区煤柱按20m留设。由于该矿开采的C5b煤层厚度1.852.08m，属稳定的近水平中厚煤层，矿井开采损失按20%计算。扣除各种呆滞煤量后，该矿剩下的设计可采储量为518.88万吨。矿井设计可采储量计算结果详见表表414 。表414 矿井设计可采储量汇总表单位：万t水平位置煤层编号类别矿井资源量可信度系数矿井工业储量永久煤柱损失矿井设计储量保护煤柱开采损失（20%）设计可采储量断层井田边界地面建筑物河流合计工业场地井筒大巷合计+1600水平C5b33118211820027.4027.4154.65.686.5321.8734.0830.9289.6332561156106.7285.173、3091.85469.1501.0410.5611.693.83363.723331150.9103.513.38.250021.5581.95000016.3965.56合计8582.9846.513.314.97112.530140.8705.75.687.5732.4345.68141.14518.88注：鉴于该矿开采技术条件简单、煤层赋存稳定，333类资源量的可信度系数取0.9。4.2. 矿井设计生产能力及服务年限一、矿井设计生产能力（一）影响矿井生产能力的因素1、矿井资源储量根据云南省国土资源厅2009年7月28日 “云国土资储备字2009135号”关于云南省xx县xx煤矿勘探报告矿74、产资源储量评审备案证明提供的资料，截止2009年3月，该矿实际保有331、332、333资源量共计858万t。本矿井煤层倾角为15，井田范围内有主要可采煤层一层，即C5b煤层，煤层厚度1.852.08m，属稳定的近水平中厚煤层。可采煤层为全区可采，具备建设3045万t/a矿井的条件。2、矿井开采条件根据勘探地质报告，井田地质构造复杂程度属简单类型。本区水文地质条件属以裂隙充水为主的简单类型。煤矿属高瓦斯矿井，煤尘无爆炸危险，煤层无自然发火倾向，煤层顶底板岩性以泥岩、砂质泥岩和粉砂岩为主。矿井开采技术条件较好。3、技术装备本矿井从实际出发，选择适用的技术及装备，坚持技术经济统一的原则，以采、掘、75、运、机械化为中心配套选型，按综合机械化工作面或普通机械化工作面进行设计，最大限度地发挥矿井的生产潜力。根据本矿井的实际条件和云南省生产矿井的经验，矿井达产时布置一个采区，装备一个综合机械化采煤工作面，能达到45万ta的生产能力，装备一个普通机械化采煤工作面，能达到30万ta的生产能力。4、市场需求本矿井开采的煤层为无烟煤，矿井生产原煤主要供xx电厂用煤。随着xx县华电电厂的开工建设，可增大xx县煤炭的需求量，本区宜适当加大开发力度，以尽快获取经济效益，以资源优势促进地方经济的发展。5、 总体规划根据云南省昭通市xx县资源整和方案，xx煤矿属于单独保留煤矿，规模为30万t/a。（二）矿井设计生产76、能力的确定综合考虑上述因素，设计推荐二个方案进行比选，即30万t/a或45万t/a。1、方案一：规模30万t/a（1）设计生产能力为30万t/a，矿井服务年限为13.3a，服务年限适宜，符合煤炭工业小型矿井设计规范对扩建矿井服务年限不低于同类型矿井（25a）一半（12.5a）的要求。（2）设计生产能力考虑30万t/a，按照相关规定属于小型矿井。根据矿井的地质条件，矿井考虑采用一个盘区一个普通机械化采煤工作面即可达产。从技术装备水平及安全装备水平上较45万t/a的中型矿井低。（3）设计生产能力考虑30万t/a，投资相对低，从本矿井情况看，建设30万t/a或45万t/a的规模的井巷工程和地面工程基77、本相同，只是工作面装备水平的不同。2、方案二：规模45万t/a（1）设计生产能力为45万t/a，矿井服务年仅限为8.9a，服务年远远小于煤炭工业矿井设计规范中表2对扩建后的矿井设计服务年限30a的要求。（2）设计生产能力考虑45万t/a，属于中型型矿井。根据矿井的地质条件，矿井考虑采用一个盘区一个综合机械化采煤工作面虽可达产。但从技术装备水平及安全管理上比方案一要求高。（3）由于综合机械化装备水平较高，虽然全员工效高，有利于矿井安全生产和提高矿井综合效益。但初期投资高、管理复杂。综上所述，本矿井从煤层赋存情况、装备水平上虽然可以建设45万t/a的矿井，但考虑到建设45万t/a规模的设计服务年限78、不够的问题，且云南省昭通市xx县资源整和方案批复中明确：“xx煤矿属于扩建煤矿，规模为30万t/a”。设计推荐建设规模为30万t/a。二、矿井服务年限设计确定的矿井规模为30万t/a，矿井设计服务年限T为：T=Zn/（AK） =518.88/（301.3） =13.3a式中：T矿井服务年限，a； Zn矿井可采储量，万t； A矿井生产能力，万t/a；K储量备用系数，取1.3。根据以上计算，矿井开采范围内的储量可服务13.3a，基本可满足相关规范的要求。5. 井田开拓与开采4.5.5.1. 井田开拓一、开拓方式及井口位置该矿为多年生产矿井，根据地形地貌、煤层赋存条件及现有工程，现提出两个方案进行比79、选：（一）方案I：平硐开拓该矿主采C5b煤层为近水平煤层，倾角15，C5b煤层露头线沿井田东部北部这边界分布。经踏勘，沿露头线有多处位置可布置平硐，但因村庄、房屋较多，最佳位置只有两处可供选择：1、方案I-1：在井田东北部界外煤层露头处1-1勘探线布附近置平硐。此方案共设计三个井筒，即主平硐，东、西两个边界回风斜井兼安全出口，主平硐口沿355方位、+1620m标高布置于煤层底板中，采用机轨合一运输；前期风井位于井田东部，井口标高+1688m，井筒倾角20；后期风井位于井田西部煤层露头处，井口标高+1675m，井筒倾角14。大巷布置于井田中部，前期大巷斜交于A-A剖面线布置，后期大巷沿煤层走向布80、置。前后期均设机轨合一大巷、回风大巷各一条，机轨合一大巷布置于底板岩石中，回风大巷布置于煤层中。全井分为三个采区，投产工作面位于大巷南侧的一采区。此方案布置方式详见图511。此方案的优点是：井口距公路较近。此方案的缺点是：（1）主井井口位于界外；（2）井口下方即为陈贝屯村的砖厂，征地困难。（3）需另掘运输大巷，建井工程量大、工期长、投产慢、初期投资大。图511 I方案：平硐开拓（1）方案布置示意图2、方案I2：在井田西北部煤层露头处沿3-3勘探线布置平硐此方案亦设计两个井筒，即主平硐和专用回风斜井兼安全出口，主平硐口沿3-3勘探线、+1625m标高布置于煤层底板中，采用机轨合一运输；专用回风井81、位于井田西部煤层露头处，井口标高+1675m，井筒倾角14。主平硐即为运输大巷，沿3-3勘探线布置、机轨合一，专设一条回风大巷布置于煤层中。全井分为两个采区，投产工作面位于大巷两侧，府、仰斜开采。此方案布置方式详见图512。此方案的优点是：无需扩大矿界。此方案的缺点是：（1）需经过陈贝屯和大园子村新修一条800m长的矿区公路；（2）且井口附近均为密集的坟地，征地困难。（3）建井工期短、初期投资省、见效快。综上所述，鉴于坟地的特殊性，本设计推荐采用方案I-1布置布置平硐位置。平硐开拓方案存在下列优点：（1）开拓施工容易，通风、排水及运输均易于管理，安全可靠性高且利于今后的扩能增产。（2）矿井水可82、自流出井，无需专门的排水设备、设施，每年可节省排水费用数百万元，且对设备、设施的腐蚀性小。（3）系统简单、各生产环节顺畅，安全性高。（4）主平硐及运输大巷均布置于煤层底板的岩石中，且工业场地位于矿界之外，压覆煤量少，资源回收率高。图512 I方案：平硐开拓（2）方案布置示意图同时亦存在下列缺点：（1）需新建工业场地和修建矿山公路，不能充分利用原有的地面设备、设施，“一通三平”费用较高。（2）另行征占工业场地与村民的关系难于协调，且必然浪费原有的部分。（3）井筒均位于矿井的一翼，通风线路长，运输不均衡。（4）作为扩建矿井，不能利用原有的任何井上、下设备、设施，等同新建。（5）井口及工业场地越界建83、设，需扩界。（6）建井工期长、初期投资大、投产慢。（二）方案：斜井开拓根据地形地貌、村庄压覆、场地征占和已有工程等因素综合考虑，结合前述征地困难等原因，本方案不再另选井口位置，在利用已有工程的基前提下提出两个布置方案：1、方案-1： 此方案推荐充分利用原有老井生产系统的井上、下设备、设施，同时对不足部分进行补充以满足30万t/a的生产要求。此方案布置方式详见图513。此方案的优点：（1）可充分利用原有的井上、下设备、设施。（2）建井工程量省、初期投资少、见效快。（3）大巷保护煤柱留设较少，资源回收率高。此方案的缺点是（1）老井原有工程质量低劣，改造、维修工程量大，施工困难。（2）老井位于东北翼84、一角，改造后系统折返环节多，系统不畅。（3）改造期间必然致使老井停产，企业投资压力大。（4）老井附近的煤量已被采空，改造老井后的井巷必然空越部分采空区，施工困难，安全性差。图513 方案：斜井开拓（1）方案布置示意图2、方案-2： 此方案推荐利用该矿新掘的三条斜井，并补充必要的设备、设施，别行布置新的一套生产系统对全矿进行开拓、开采。此方案共设计四个井筒，即主斜井、副斜井、前期回风斜井及后期回风斜井。主井、副井、前期风井均位于井田东北部原工业场地旁，三条井筒方位一致，相互紧邻，由南往北依次为前期风井、主井、副井。后期风井位于井田西部C5b煤层露头处（具体位置同前述的平硐（I）方案）。主井井口标85、高+1683.98m，倾角18，井筒掘至+1625m标高见C5b煤层后，一方面沿煤层布置1625m胶带机大巷，另一方面继续向下延伸至+1603m标高落平，井筒下部通过煤仓与胶带机大巷联系，井底通过联络斜巷与副井井底车场相联通；副井井口标高+1682.78m，倾角20，井筒于+1610m标高落平后布置井底车场、水仓、各种硐室及泵房；一号（先期）风井井口标高+1688.74m，倾角21，井筒于+1625m标高见C5b煤层落平后沿煤布置+1625m回风大巷；二号（后期）风井井口标高+1675m，倾角14，井筒于+1630m标高见C5b煤层落平后沿煤布置1630m回风大巷。+1610m轨道大巷、+1686、25m胶带机大巷及+1625m回风大巷近似垂直煤层走向布置，+1613m轨道大巷、+1630m胶带机大巷及+1630m回风大巷沿煤层走向布置。此方案划分为三个采区，投产工作面位于+1610m轨道大巷南侧。此方案布置方式详见图514。此方案的优点：（1）全部井巷均为新掘，可满足该矿安全生产的有关要求。（2）井筒与大巷一线布置，系统简单、环节顺畅。（3）改造期间原有的老井系统仍可正常生产，有效缓解企业的投资压力。（4）不牵扯到老井的生产系统或采空区的问题，施工可行，安全可靠。图513 方案：斜井开拓（1）方案布置示意图此方案的缺点是：（1）仅能利用原有的工业场地及部分地面设备、设施。（2）建井工程87、量大、初期投资大、工期长、投产慢。（3）大巷保护煤柱留设较多，资源回收率低。综上所述，本设计推荐采用方案-2布置斜井开拓。斜井方案的优点如下：（1）无需新建工业场地和修建矿山公路。（2）可利用已有的部分井巷工程和地面设备、设施。（3）井筒及工业场地均位于矿界内，无需扩界。（4）建井工程量小，工期短、投产快。同时亦存在下列缺点：（1）斜井开拓施工较难，提升、排水及运输各生产环节复杂，不易管理，安全可靠性相以较低。（2）矿井必须设置机械排水，需专门的排水设备、设施，每年需排水费用数百万元，且对设备、设施的腐蚀性较大。（3）主要井筒及工业场地布置在可采煤层上，需留设较大的保护煤柱，资源回收率低。两个88、方案的定量及定性比较详见表511和表512。表511 开拓方案定量比较表序号比选项目名称方案(平硐开拓）方案(斜井开拓）备注一开拓工程量（m)318834621主井710(机轨合一大巷)2612副井/2133前期风井178178两者相同4轨道大巷1150(机轨合一大巷）9505胶带机大巷/9306回风大巷1150930二主要井巷及工业场地压煤量（万t）46.364.2三建井工期（个月）3022表512 开拓方案定性比较表项目方案(平硐开拓）方案(斜井开拓）备注优点（1）开拓施工容易，通风、排水及运输均易于管理，安全可靠性高。（2）矿井水可自流出井，无需专门的排水设备、设施，每年可节省排水费用数89、百万元，且对设备、设施的腐蚀性小。（3）系统简单、各生产环节顺畅，安全性高。（4）主平硐及运输大巷均布置于煤层底板的岩石中，且工业场地位于矿界之外，压覆煤量少，资源回收率高。（1）无需新建工业场地和修建矿山公路。（2）可利用已有的部分井巷工程和地面设备、设施。（3）井筒及工业场地均位于矿界内，无需扩界。（4）建井工程量小，工期短、投产快。缺点（1）需新建工业场地和修建矿山公路，不能充分利用原有的地面设备、设施，“一通三平”费用较高。（2）另行征占工业场地与村民的关系难于协调，且必然浪费原有的部分。（3）井筒均位于矿井的一翼，通风线路长，运输不均衡。（4）作为扩建矿井，不能利用原有的任何井上、下90、设备、设施，等同新建。（5）井口及工业场地越界建设，需扩界。（6）建井工期长、初期投资大、投产慢。（1）斜井开拓施工较难，提升、排水及运输各生产环节复杂，不易管理，安全可靠性相以较低。（2）矿井必须设置机械排水，需专门的排水设备、设施，每年需排水费用数百万元，且对设备、设施的腐蚀性较大。（3）主要井筒及工业场地布置在可采煤层上，需留设较大的保护煤柱，资源回收率低。从上面的定量和定性方案比较结果可以看出，方案（斜井开拓）具有较明显的优势，本设计推荐采用方案（斜井开拓）对该矿井进行开拓、开采。具体布置情况见图详图K1146-109-1。鉴于该矿的井下涌水量较大的实际，本设计仍建议业主在今后的建设或91、生产过程中加强外协工作，至少在设计中提到的I-1方案位置附近布置一条放水平硐（标高+1610m，因涉及到越界的问题，具体坐标位置此处不便明确），专用于矿井放水。（三）井口数目及位置的确定结合该矿的开拓布置现状，经扩建后全矿范围内共有4条井筒，前期新建主井、副井、一号风井（前期风井）3个井筒，生产后期新建二号风井。主井、副井、一号风井均布置于井田东北部原工业场地旁，二号风井布置于井田西部C5b煤层露头线旁。二、水平划分本矿井开采C5b煤层为近水平煤层，无需进行比选。整个矿井划分为一个水平，即+1600m水平，+1610m标高。三、开拓巷道布置该矿井设计生产能力为30万t/a，主运输采用胶带运输、92、辅助运输考虑采用窄轨运输。大巷布置方式可采用机轨合一（岩巷）和机轨分离（煤巷、岩巷各一条）两种，岩巷拟布置在距煤层15m左右的底板砂岩中，其对比详见表513。表513大巷布置方式对比表比选项目优缺点机轨合一机轨分离备注优点1.少掘一条大巷，节约工程量2.大巷煤柱少1.岩石掘进量较少。2.巷道断面相对小，宜维护3.胶带运行较安全。4.轨道和胶带不存在平面交叉，便于辅助运输。缺点1.巷道断面大，不易维护2.轨道运输事故影响极易引响胶带运输的安全，使用过程中互相影响大。3.轨道和胶带存在平面交叉，不便于大件材料运输1.需布置三条大巷，工程量较大2.大巷煤柱较多通过以上对比，设计认为采用机轨分离方式布93、置大巷较为适宜。结合该矿的煤层赋存条件和顶、底板工程条件，采用机轨分离方式布置大巷时，大巷的位置有两种布置方式可供选择，即：方式一：轨道大巷布置于煤层中，胶带机大巷布置于底板岩石中。该方式的布置和联接情况见图515。图515轨道大巷高于胶带机大巷与工作面巷道联系方式图方式二：胶带机大巷布置于煤层中，轨道大巷布置于底板岩石中。该方式的布置和联接情况见图516。图516轨道大巷低于胶带机大巷与工作面巷道联系方式图两种大巷位置的布置方式对比详见表514。表514大巷位置布置方式对比表比选项目优缺点方式一（轨道大巷高于胶带机大巷）方式二（轨道大巷高于胶带机大巷）优点1.工作面辅助运输减少了部分提升环节94、，局部工程量省，运输方便。1.轨道大巷利于机车运输，技术上好解决.2.井底车场及水仓易于布置.3.回风大巷可不需做风桥，利于矿井通风缺点1.不便于辅助运输，机车行、止不便，装设无级绳绞车又难于从大巷甩往工作面，技术上难于解决。2.因坡度限制，后期轨道大巷已进入煤层底板中，岩石工程量加大，至工作面的辅助运输工序增加3.不利于井底车场及水仓设置4.工作面轨道巷、胶带巷与回风大巷平面交叉，回风大巷需做风桥，影响矿井通风安全1.工作面轨道巷均需通过斜巷绞车提升与轨道大巷联系，局部工程量加大，工作面辅助运输工序增加。综上所述，经与业主反复协商，设计认为选用胶带机大巷布置于煤层中、轨道大巷布置于底板的方式95、二较为适宜。据此，该矿井采用三条大巷布置方式。轨道大巷布置于煤层底板+1610m标高处，并以3坡度向前掘进，以利于排水及减小大巷与煤层间的距离，缩短各连接斜巷。胶带机大巷、回风大巷布置于煤层中，轨道大巷布置于煤层底板岩石中，三条大巷相互平行。沿煤层倾向布置的三条大巷分别命名为+1610m轨道大巷、+1625m胶带机大巷、+1625m回风大巷；沿煤层走向布置的三条大巷分别命名为+1613m轨道大巷、+1630m胶带机大巷、+1630m回风大巷。三条大巷设计均采用直墙半圆拱形断面。四、井筒（一）井筒断面布置1、主井断面布置主斜井采用胶带输送机运输，担负全矿井原煤运输、进风兼行人安全出口。井筒断面布96、置形式常用的有“设检修道，人行道设在中间”及“不设检修道，人行道设在胶带机旁”两种。因主斜井井筒长度较短，且该矿生产能力不大，所以设计选用断面小、支护方便的“不设检修道，人行道设在胶带机旁”断面布置形式。2、副井断面布置副斜井采用绞车运输，担负运送材料、设备、排矸、排水、下放电缆、升降人员、进风。井筒断面布置形式主要有单轨和双轨两种，因副斜井只担负矿井辅助运输任务，所以设计选用单轨（人车场、设管子）断面布置形式。（二）井筒施工方法根据该区域岩性条件及掘进装备水平，各井筒均采用放炮掘进施工。（三）井壁结构主、副、回风斜井均穿过卡以头组（T1k）、长兴组（P2c），三条井筒共长652m，平均斜长297、17m。设计采用直墙半圆拱形断面。井筒支护在表土段采用混凝土砌碹的支护方式；其余地段采用料石砌碹支护方式。各井筒特征详见表515。表515 各井筒特征表序号井筒特征井筒名称主斜井副斜井一号回风斜井二号回风斜井1井筒坐标经距（Y）35493177354931763549318235491702纬距（X）30332663033312303321830327012方位角/()2282282282463井筒倾角/()182021224井口标高/m+1683+1682+1688+16755井筒长度/m2612131781066井筒直径或宽度/m净3.23.43.42.4掘进4.34.54.52.97井筒98、断面/ m2净7.868.628.625.9掘进13.2813.3513.358.18支护厚度/mm500500500250方式砌碹砌碹砌碹砌碹9井筒装备DT800胶带输送机JTP1.61.2/20绞车两台主要通风机、一座防爆门、台阶两台主要通风机、一座防爆门、台阶10备注服务于一、二采区服务于三 采区各井筒断面见图517、8所示。图5-1-7主井、副井井筒断面图图5-1-8风井井筒断面图五、井底车场及硐室（一）井底车场形式根据矿井开拓方式，副斜井在+1610m水平标高落平，结合该水平运输大巷的位置，并根据该车场主要担负辅助运输（转运矸石及材料、设备），为此设计考虑井底车场采用平车场。（二）硐99、室布置井下布置的硐室有：水仓、中央泵房、中央变电所、信号硐室、井下急救碉室、井下消防材料库等。主、副水仓采用人工清理水仓，清理时将煤泥装入矿车，经小绞车提至车场水平，人工推至副斜井底车场，经副斜井绞车提出地面。水仓清理斜巷铺设 15kg/m钢轨，600mm轨距。其主水仓容量为925m3左右，副水仓容量为615m3左右。六、采区划分及开采顺序（一）采区划分全矿井共划分为三个采区：+1625m胶带机大巷南侧，位于大巷与F1断层之间的区域为1采区；+1625m胶带机大巷北侧，位于大巷与煤层露头线之间的区域为2采区；+1630m胶带机大巷以东划分为三采区。详见开拓方式平面图（K1146-109-1）。100、（二）开采顺序该矿井只开采C5b煤层一层煤，全矿井划分为一个水平进行开采，即+1600m水平，+1610m标高。采区间的开采顺序，根据大巷延伸方向至距离主、副井由近至远的前进式接替形式，即1采区2采区3采区。详见表516。表516 采区接续表采区名称开采煤层工业储量/万t设计储量/万t设计可采储量/万t生产能力/(万ta-1)服务年限/a接续计划24681012141采区C5b253.9204.7150.5303.82采区C5b262.4141.1103.8302.73采区C5b303.2359.9264.6306.8七、“三下”采煤该矿井田范围内有数个村庄，其中位于储量计算范围内的主要有三个101、，即水井弯村、大地头村、陈贝屯村。三个村庄均需留保护煤柱以确保安全。设计不考虑对村庄压煤进行开采。5.2. 井下开采一、首采区位置本着工作面的布置尽量靠近井筒，以减少初期工程量，缩短建井工期，节约投资和降低生产成本并加快投资回收。将首采区的布置选用勘探程度高、煤层厚度稳定、储量丰富可靠、开采技术条件较好的原则，设计确定一采区为首采区，以利于矿井尽快建成，尽快达产并稳定生产。二、采区巷道布置根据矿井开拓布置，主斜井（标高+1683.98m）掘至井底标高（+1610m），在+1625m水平沿C5b煤层倾向布置胶带运输大巷，运输大巷内铺设800mm可伸缩式胶带输送机运输煤炭，运输大巷与主斜井之间通过102、井底煤仓及联络巷连通；副斜井（标高+1682.78m）掘至+1610m水平后开掘井底车场、+1610m轨道大巷；回风斜井掘至+1625m水平标高后沿C5b煤层倾向布置+1625m回风大巷。采区工作面巷道系统包括一条回风巷、一条运输巷和一条轨道巷。回风巷与回风大巷直接连通，运输巷与运输大巷通过皮带搭接连通，轨道巷与轨道大巷之间通过轨道石门、轨道斜巷连通，运输巷与轨道巷之间通过联络巷相连通。矿井投产时在离井筒最近的C5b煤层布置一个首采工作面（即1051工作面）、一个1052预抽预面。工作面回风巷担负工作面回风等任务；工作面运输巷内铺设可伸缩胶带输送机，担负工作面产出原煤的运输；工作面轨道巷内铺设103、轨道，担负工作面的辅助运输任务，同时可以存放设备列车，还可作为下区段工作面的回风巷。设计采区巷道采用梯形断面金属支架支护。三、采煤方法与采煤工艺（一）采煤方法的确定1、本矿井地质构造位于xx复式向斜南翼中段，为一北东南西向延伸的单斜构造，地层总体倾向南东，倾角15。区内主要有发育于矿区东南边部的F1断层，对矿井开采无影响。矿区地质构造复杂程度属简单类型。2、井田范围内有主要可采煤层一层，即C5b煤层，煤层厚度1.852.08m，属稳定的近水平中厚煤层。3、本区水文地质条件属以裂隙充水为主的简单类型。4、煤矿属高瓦斯矿井，煤尘无爆炸危险，煤层无自然发火倾向，煤层顶底板岩性以泥岩、砂质泥岩和粉砂岩104、为主。根据煤层赋存条件及国内目前技术装备水平和省内类似条件的生产经验，结合矿井的开拓方式，本矿井宜采用倾斜长壁采煤法，全部陷落法管理顶板。（二） 采煤工艺与机械设备本矿井设计生产能力为30万ta，根据煤层赋存及上述开采条件较好的特点，应提高采煤机械化程度，提高采面的单产水平，合理集中生产，确保矿井安全、稳产、高产，设计考虑装备普通机械化采煤工作面，用双滚筒采煤机采煤，可弯曲刮板输送机运煤，用整体顶梁机采液压支架支护顶板。本矿井首采一采区的C5b煤层厚度1.852.08m，设备选型考虑所选设备性能匹配、生产能力配套的原则，工作面机械设备的选型和配备如下：1、采煤机选型（1）选型原则适合特定的煤层105、地质条件，采煤机采高、截深、功率、牵引方式等主要参数选取合理，有较大的适合范围； 满足工作面生产能力的需要，采煤机实际生产能力要大于工作面的设计生产能力； 采煤机技术性能良好，工作可靠性高，各种保护功能完善； 采煤机检修、维护等方便。（2）选型根据经验，设计采用无链牵引双滚筒采煤机。（3）采煤机参数的确定：设计考虑在C5b煤层布置一个采煤工作面达到设计生产能力，采煤机应具有的生产能力按下式计算：Qh = Qy/(DTK)式中：Qh设备小时生产能力，t/h；Qh要求的工作面年产量，t； D年工作天数；T每日生产小时数，h；K总时间利用系数，取0.4。 则 Qh=300000/(330160.4)106、 =142t/h 为满足Qh所需的采煤机工作牵引速度按下式计算：Vc=Qh/(60BHCK)式中：Vc采煤机割煤速度，m/min；B截深，m；H采高，m；煤的密度，t/m3；C工作面回采率；K总时间利用系数，取0.4。则 Vc=142/(600.62.081.50.950.4) =3.33m/min 采煤机的滚筒直径D一般按煤层平均采高（H）的一半确定：D=H/2=2.08/2=1.04m则根据采煤机的选型标准，C5b煤层选取滚筒直径为D=1100mm。截深B：根据煤层顶底板条件、瓦斯含量及生产能力等方面因素，并参考现有采煤机标准截深以及支架型号，确定B=0.6m。采煤机实际生产率Q=60MB107、VK式中：Q采煤机生产率，t/h；M采高，m；B截深，m；V采煤机截煤时的实际牵引速度，考虑到国内高档普采工作面采煤机的实际使用经验，取3.0m/min；煤的密度，t/m3；K工作面回采率，0.95。则Q5=602.080.63.01.50.95 =320t/h 采煤机装机功率P装机功率包括割煤电动机、牵引电动机、液压泵电动机、机载增压喷雾泵电动机等所有电动机功率。a、用单齿比能耗法计算P=QmaxHw式中：Qmax采煤机理论生产率，t/h；Hw切割比耗能，取0.65kwh/h。则P=2770.65=180Kwb、根据截割阻抗选取本矿井煤层普氏系数在24之间，截割阻抗为2.43.3kN/cm，108、按照高产高效综采工作面设备选型与配套中装机功率推荐值，采煤机装机功率P应为300kW400kW。根据上述参数计算，考虑到矿井开采技术条件的复杂性以及采煤机的通用性，并与现有采煤机类比，达产时工作面选用MG375-AW型双滚筒无链牵引采煤机，该采煤机主要技术特征详见表521。表521 MG375-AW型采煤机主要技术特征表 支架选型1、支架支撑强度计算采用估算法计算支架的支撑强度，单位面积支架承受的荷载按6倍采高的岩柱重量估算，即：P=69.8Mcos 式中：P每台支架承受的支撑强度，KN/m2；顶板岩石的视密度，2.5t/m3； M采高，m；煤层倾角，取1。则 P=69.82.5（1.852.109、08）cos(1) =272306KN/m2 =0.2720.306MPa2、支架阻力计算每台支架工作阻力按下式计算：P=q(b+L)B/ 式中： P每台支架承受的阻力，KN；b顶梁距，取0.3m； L顶梁长度，取3.2m；B支架中心距，取1.0m；支撑效率，取0.95。则P=（272306）(0.3+3.2)1.0/0.95 =10021127KN3、支架高度支架的最大高度Hmax、最小高度Hmin按下式计算确定：Hmax=MmaxcbeHmin=Mminsba式中：Mmax工作面最大采高，2.08m；Mmin工作面最小采高，1.85m；c伪顶厚度，根据煤层顶板情况取0.05m；b顶梁厚度，110、取0.2m；e为了避免支柱在完全抽出状态下予留的活柱富裕行程，取0.1m；a支柱卸载高度，取0.05m；s顶板在最大控顶距处平均最大下沉量0.22m；由估算法：s=MminR 式中：系数取0.03；R工作面最大控顶距，m；经计算，支柱最大、最小高度应为Hmax=2.03m，Hmin=1.38m。结合经验确定，支架的最大高度比最大采高大200mm，最小高度比最小采高小250mm。4、支架选型根据以上计算的支架支撑强度、支架阻力和工作面采高，工作面支架选用ZH2000/16/24Z型整体顶梁组合悬移机采液压支架。该支架主要技术参数见表522。表522 整体顶梁组合机采液压支架技术参数表名称单位参数111、备注支架高度mm16002400支架长度mm3200支架中心距mm1000支柱直径mm125支柱数量根4可增加一根切顶柱移架步距mm600-1000工作阻力KN2000初撑力KN931支护强度MPa0.59泵站压力MPa19.6工作液M10乳化液浓度3-5% 可弯曲刮板输送机 1、输送机能力（Q运）按下式计算 Q运=K余Q采式中：K余富裕系数，1.11.15，取1.15；Q采采煤机实际生产能力，t/h。 则 Q运=2771.15 =319t/h 2、工作面刮板输送机选型根据计算的输送机能力、采煤机选型，并考虑工作面长度，采煤工作面选用SGB630/220型可弯曲刮板输送机，输送量450t/h，112、装机功率2110kW。三、采煤工作面布置1、采煤工作面长度确定本矿井为高瓦斯矿井，工作面长度应按通风能力确定：L（60VBmCf）/（qbSNP）式中：V工作面允许最大风速，4.0m/s；B工作面最小控顶距，3.2m；m工作面采高，2.08m；Cf风流收缩系数，取0.9；qb生产吨煤所需风量，取1.6m3/min；SN循环进度，取0.6m；P煤层生产率，t/m2。P=mc式中：煤的容重，t/m3；c工作面回采率，取0.95；则P=2.080.951.5=2.96 t/m2 ；昼夜循环数，取4。则L5（6043.22.080.9）/（1.60.62.964）126m，本次设计工作面暂按100m考113、虑，待矿井建成后，可根据开采的实际情况适当调整工作面长度根据上述采区巷道布置，工作面巷道系统包括一条回风巷、一条运输巷和一条轨道巷，巷道均沿煤层倾向布置。2、工作面推进度与生产能力计算矿井达产在C5b煤层布置一个采煤工作面生产，采煤工作面生产能力按下列公式计算：A=NLSMC式中：L工作面长度，100m；S截深，0.60m；M采高，2.08m；C工作面回采率，取0.95；煤的容重，1.5t/m3；N采煤机日进刀数。N=60k1(24-t1)/td 式中：k1事故响应系数，取0.6；t1准备时间，h；td截割一刀所需时间，min；td =k2(L-l)/V1+ t2式中：k2每刀辅助时间系数，取114、1.4；l缺口长度，m；t2进刀时间，取60min；V1采煤机工作面速度，m/min。td =1.4(100-20)/3.0+ 60=97min；N=600.6(24-8)/97=5.94，取6；A=61000.62.080.951.5=1067t/d则工作面年推进度为：日循环进度设计年工作日正规循环率 3.63300.8 950m工作面年产量为：Q =1009502.081.50.95=282kt/a。3、工作面接替顺序接替工作面为1052工作面，然后依次类推。四、巷道掘进、支护与井巷工程量1、巷道掘进、支护方式矿井移交生产时配备两个掘进工作面，均采用钻爆炸法掘进面。本设计根据巷道支护形式和115、围岩情况，结合巷道断面尺寸对掘进工作面机械配备进行设计。1053工作面轨道（运输）巷掘进面沿煤或半煤岩巷掘进，普氏系数估计为23，设计采用金属支架支护，掘进主要机械设备配备为：煤电钻、风镐、蟹抓式装煤机、激光指定仪、发爆器、对旋式局部通风机（功率37kw）、探水钻机（配套泥浆泵）、调度绞车、矿车等。+1610m轨道大巷掘进面均沿岩巷掘进，普氏系数估计为46，设计采用砌碹支护，掘进主要机械设备配备为：风动凿岩机、风镐、装岩机、激光指定仪、发爆器、对旋式局部通风机（功率15kw）、探水钻机（配套泥浆泵）、防爆潜水排水泵、矿车等。各掘进面布置及机械配备详见“采区巷道布置及机械配备平面图”（K1144116、1631）。2、井巷工程量矿井移交达产时的井巷工程总量为：7163.59m，其中：煤巷4888m，岩巷2275.59m，掘进率为238.8m/万t。矿井达产时的井巷工程量见表523。表523 矿井移交生产及达产时井巷工程量序号工程名称长度（m）掘进体积（m3）岩巷煤巷小计岩巷煤巷小计1井 筒6826829014.669014.662车场及硐室869.59869.5911203.6611203.663主要运输巷及回风巷439118016193718.3310990.614708.933采 区285370839932025.4524044.926070.35合 计2275.5948887163.5117、925962.135035.560997.65.3. 井下运输一、井下煤炭运输根据本设计推荐的矿井开拓方式及采区布置方式，设计考虑了大巷采用以下两个煤炭运输方案：方案一：矿车运输方案，即煤炭运输采用1.5t固定矿车运输。由于本矿井为高瓦斯矿井，电机车采用8t防爆特殊型蓄电池机车牵引。方案二：胶带运输方案，即煤炭采用胶带运输。两方案技术经济比较详见表531。表531 大巷运输方案技术经济比较顺序方案一方案二优点1、灵活、适应性强，可随产量的变化调配车辆。 2、可一并解决煤炭、材料、设备、矸石、人员的运输问题。 3、该方案因初期少一条大巷及二台带式输送机，投资较低。 1、可实现井下煤炭连续运输，能118、力大，适合机械化开采。 2、对巷道断面适应能力强。 3、系统简单，易实现集中管理和自动控制。 4、事故少、安全可靠。 5、人员少、生产效率高。缺点 1、运输不连续，不易实现集中管理和自动控制。 2、大巷往返列车频繁，调度困难，容易发生交通事故。 3、采区装车站、车场、硐室工程量大。 4、机车、矿车台数多，机修停放要求较大的空间。 1、初期需掘650m的皮带运输大巷及2台DT型胶带机，其投资经计算较方案一多500多万元。综合两运输方案的技术经济分析，方案一矿车运输虽然投资较方案二省，经济上较优越，但在技术上存在的问题较多，主要是大巷车流密度大、占用人员多，效率低，事故率相对较高，其初期投资虽省，119、但在生产过程中装车站、车场、硐室工程量大，增加生产成本。除此之外，本井田煤层项底板岩层多为砂质泥岩或泥岩，具有膨胀性，巷道承受的地压力大，存在一定变形；方案二胶带运输便于生产管理及集中控制，效率高、环节少，有利于机械化开采。根据国内生产经验，本可研大巷运输推荐方案二胶带运输。二、井下辅助运输目前国内矿井的工作面巷道辅助运输方式有调度绞车、无轨胶轮车、单轨吊、卡轨车、齿轨车、无极绳连续牵引车等。根据xx煤矿的建设规模、煤层赋存条件和巷道布置情况，上述辅助运输方式均有采用的可能，其特点比较如下：（一）无轨胶轮车要求巷道的倾角比较小、要求巷道的断面大（在20m2左右）、而且无轨胶轮车价格昂贵，维护费120、用高，只适宜在特大型矿井中使用。（二）防爆柴油机单轨吊防爆柴油机单轨吊具有受底板影响较小、能适应巷道起伏、弯道半径小、机动灵活、可进入多条分支岔道。但单轨吊相对运行速度较慢，价格高，不能兼运掘进煤和矸石，要求巷道断面也较大。本煤矿为小型矿井，使用单轨吊的成本过高，初期投资大。（三）绳牵引卡轨车绳牵引卡轨车是由液压马达驱动，钢丝绳牵引储绳车，再由牵引储绳车牵引承载车辆来实现运输。它能以较高速度安全可靠地运输单重较大的设备。但是，绳牵引卡轨车一个系统不能进入多条分支轨道，轨道上特别是弯道段要装有众多脱绳导绳轮，且需随运距变化频繁移装回绳轮，所以绳牵引卡轨车应尽量布置在拐弯较少的线路内运行，且不可进121、入分支岔道。根据本矿井的开拓方式和采区布置情况，钢丝绳牵引卡轨车只能在采区大巷中采用，工作面轨道巷要用单轨吊或其它方式接运；而且绳牵引卡轨车的绞车设在井下，需增加绞车硐室，绞车电机和电控都需要防爆，增加了投资；且卡轨车本身价格昂贵，故整个卡轨车系统投资巨大。（四）柴油机齿轨卡轨车齿轨机车的优点是可以在近水平煤层矿井中实现大巷、上下山至工作面巷道的连续运输，机动灵活，运距不限；机车上装有三套制动系统，可使机车制动和运行更可靠。缺点是轨道作为紧急制动的受力对象，要求坚固可靠，设计时要求水平弯道及垂直弯道半径较绞车牵引矿车运输时要大，给设计增加了难度；另外，机车重量较大，造价较高，齿轨轨道安装要求较122、高，当底板膨胀或泥水较多时，齿轨啮合不好，对机车运行有影响。（五）调度绞车调度绞车牵引矿车运输的突出优点是牵引力大，无须克服机车的自身重量，能量利用率高，井下污染小，运用易于掌握，投资较上述四种辅助运输方式小得多；缺点是不能满足多点直达运输的要求，运距受限。（六）无极绳连续牵引车无极绳连续牵引车具备调度绞车的所有优点，同时运输距离最大可达2000m，克服了调度绞车运距短的缺点。缺点同样是不能满足多点直达运输的要求。根据国内生产矿井的使用经验，无轨胶轮车、单轨吊、卡轨车、齿轨车等辅助运输方式由于投入巨大、使用和维护技术要求和费用高，一般只在生产能力90万t/a以上的矿井采用，如果矿井规模太小则运123、行成本太高。综合上述因素，设计认为本矿井为30万t/a生产能力的小型矿井，辅助运输量较小、辅助运输距离一般均在2000m内、运输直达地点少，不宜采用这些辅助运输方式。为了节省初期投资，降低辅助运输系统的运行成本，提高经济效益，设计考虑工作面轨道斜巷采用无极绳连续牵引车牵引0.7m3矿车进行辅助运输，轨道大巷根据生产实际情况选择使用5T蓄电池机车牵引0.7m3矿车作为辅助运输方式。三、井下人员运输矿井投产时期大巷长度在0.3km左右，设计采用斜井开拓，井下人员不考虑机械运输，可步行入井。5.4. 矿井通风一、矿井灾害情况本矿井位于xx煤矿南部井田中段（北）的南部边缘外侧。根据云南省xx县xx煤矿124、勘探报告中有关瓦斯、煤尘、煤的自燃倾向性和地温等开采技术条件的描述，综述如下：（一）瓦斯经计算（计算过程详见下文“二、 矿井瓦斯涌出量”），该矿的采煤工作面的绝对瓦斯涌出量为16.10m3/min；掘进工作面的绝对瓦斯涌出量为2.84m3/min。矿井相对瓦斯涌出量为37.47 m3/t，矿井绝对瓦斯涌出量为18.94 m/min。该矿为高瓦斯矿井。（二）煤尘根据重庆市煤炭质量监督检验站重庆地质矿产研究院2008年10月的煤尘爆炸性检验报告：C5b煤层无煤尘爆炸性。（三）煤层自燃根据重庆市煤炭质量监督检验站重庆地质矿产研究院2008年10月的煤自燃倾向性检验报告：C5b煤层自燃等级为类，自燃倾125、向性为容易自燃。（四）地温根据本次施工钻孔地温测定及对xx的煤矿生产矿井的调查，未发现本区有地温异常现象，本区无地温异常。二、 矿井瓦斯涌出量（一）矿井瓦斯等级xx县xx煤矿近几年矿井瓦斯等级鉴定报告结果均为高瓦斯矿井。经计算（计算过程详见下文“瓦斯涌出量”），该矿的采煤工作面的绝对瓦斯涌出量为16.10m3/min；掘进工作面的绝对瓦斯涌出量为2.84m3/min。矿井相对瓦斯涌出量为37.47 m3/t，矿井绝对瓦斯涌出量为18.94 m/min。该矿为高瓦斯矿井。（二）邻近矿井瓦斯情况邻近矿井大多为高瓦斯矿井，但根据该矿和邻近矿井多年的开采经验，本区域内不存在突出危险。（三）瓦斯涌出量该126、矿勘探报告提交的瓦斯涌出量与历年的瓦斯等级鉴定结果有较大出入，为安全起见，本设计分别对两个来源渠道的瓦斯进行预测，预测结果如下：1、根据地质资料预计矿井瓦斯涌出量xx煤矿在勘探期间，通过地勘钻孔采样测定了主要煤层的瓦斯含量，测试结果见表541。表541 钻孔煤层气成分含量测定成果表 样品编号项 目201W1202W1301W1302W1煤层编号C5bC5bC5bC5b工程编号ZK201ZK202ZK301ZK302采样深度（m）34.8035.2584.7785.2262.6063.05137.77138.22煤层气成分（%）N20.000.0053.3313.37CO219.7916.971127、8.989.07CH479.8682.1727.3677.04C2H60.350.820.330.38C3H80.000.040.000.14合计100100100100煤层气含量（ml/g）N20.000.001.760.30CO20.490.440.630.20CH41.962.130.901.72C2H60.010.020.010.01C3H80.000.000.000.00合计2.462.593.302.23其中：可燃气体（CH4、C2H6、C3H8）含量（ml/g）1.972.150.911.73煤质分析（%）Mad1.141.201.040.88Ad23.5728.6031.202128、8.11Vdaf13.1412.7015.6612.49瓦斯分带沼气带沼气带氮气沼气带氮气沼气带根据云南省xx县xx煤矿勘探报告提供的瓦斯资料，采用“中华人民共和国安全生产行业标准（AQ 1018-2006）”的矿井瓦斯涌出量预测方法中的分源预测法，对矿井达产时C5b煤层开采瓦斯涌出量进行预测：（1）回采工作面瓦斯涌出量计算：qc=q1+q2式中：qc回采工作面相对瓦斯涌出量，m3/t；q1开采层相对瓦斯涌出量，m3/t；q2 邻近层相对瓦斯涌出量，m3/t； 开采层相对瓦斯涌出量按下式计算：q1=K1K2K3(m/M)(W0Wc)式中：K1 围岩瓦斯涌出系数，取1.3；K2 工作面丢煤瓦斯涌129、出系数，用回采率的倒数来计算：K2=1/0.95=1.05263；K3 采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数；由于本矿采用后退式回采，按以下公式计算：K3=(L2h)/L 式中：L工作面长度，m，L=100m；h掘进巷道预排等值宽度，m，按“矿井瓦斯涌出量预测方法”中的表D.1取h=11.0；K3=(100211)/100=0.78；M 工作面采高， 2.08mm 开采层厚度， 2.08m；W0.r煤层原始瓦斯含量，根据表51，取平均值1.69m3/tr；k调整系数，取1.8；W0=(1001.06527.87)1.691.8/1002.16m3/t；Wc煤层残存瓦斯含量，m3/t，130、按下列公式计算：Wc=(100MadAad)Wc.rk /100式中：Wc.r干燥无灰基煤层原始瓦斯含量，m3/t.r，按下列公式计算：Wc.r=10.385e（7.207/ W0.r）=10.3852.718282.4104=0.93 m3/t.rWc=(1001.06527.87)0.931.8 /100=1.19 m3/t；q1=1.31.0530.78(2.08/2.08)(2.161.19)=1.0m3/t将各参数代入，求得开采层相对瓦斯涌出量为1.0m3/t； 邻近层相对瓦斯涌出量：本矿井只开采C5b煤层一层煤，其它煤层均为不可采煤层，且无相关瓦斯参数，此将邻近层相对瓦斯涌出量按“131、0”计。即q2=0 m3/t。则回采工作面总的相对瓦斯涌出量为1.0+0=1.0 m3/t。按矿井设计生产能力计算，则回采工作面绝对瓦斯涌出量为0.59m3/min。（2）掘进工作面绝对瓦斯涌出量按下式计算：qj=q3+q4式中：qj掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；q3 掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；q4 掘进落煤绝对瓦斯涌出量，m3/min； 掘进巷道煤壁瓦斯涌出量按下式计算：q3=Dvq0(21)式中：q0 煤壁瓦斯涌出强度，m3/(m2min)；按以下经验公式计算q0=0.0260.0004(V)2+0.16W0D 巷道断面内暴露煤壁面的周边长度，取D=4m；m 开采层132、厚度，m；v 巷道平均掘进速度，m/min；L 巷道长度，m；V煤中挥发分含量，%；将有关数据代入上式计算得出各掘进工作面的煤壁瓦斯涌出量，见表542。表542 掘进工作面煤壁绝对瓦斯涌出量表煤层瓦斯含量W0(m3/t)残存瓦斯含量WC(m3/t)掘进速度v(m/min)巷道长度L(m)煤壁周长D(m)挥发分V(%)瓦斯涌出量q3 (m3/min)巷道数开采层厚 度m(m)煤壁瓦斯涌出强度q0 (m3/(m2min)C5b2.161.190.0057877004.013.500.1612.00.01岩0.000.000.00416710000.000.000.0012.00.000 掘进工作面133、落煤绝对瓦斯涌出量按下式计算：q4=Sv(W0Wc)式中：S 掘进巷道断面积，m2；煤的密度，t/m3。将有关数据代入上式，计算得到C5b煤层掘进工作面的落煤瓦斯涌出量，见表543。表543 掘进工作面落煤绝对瓦斯涌出量表煤层瓦斯含量W0（m3/t）残存瓦斯含量WC(m3/t)巷道断面S（m2）掘进速度v(m/min)煤的视蜜度（t/m3）落煤涌出量q4（m3/min）C5b2.161.197. 70.0057871.500.06岩0.000.005.740.0041670.000.00从上表可以看出：该矿掘进工作面总的绝对瓦斯涌出量为0.22m3/min。其中煤巷掘进工作面的绝对瓦斯涌出量为134、0.22m3/min；岩石掘进工作面的绝对瓦斯涌出量为0m3/min。 矿井瓦斯涌出量由于本矿只有1个生产采区，1个工作面保证生产能力，2个掘进工作面保证工作面接替，为此矿井瓦斯涌出量按下式计算： 式中：qk矿井相对瓦斯涌出量，m3/t；K生产采区内采空区瓦斯涌出系数，取1.25；qci第i个回采工作面相对瓦斯涌出量，m3/t，qc=1.0m3/t；Ai 第i个回采工作面的日产量，t/d，Ai=A0=1067 t/d；qji第i个掘井工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min，qji =0.22 m3/minA0 生产采区平均日产量，t/d，A0=910t/d。qk=1.25(1.01067+1440135、0.22)/910=1.9 m3/t上述计算结果见表544。表544 矿井瓦斯涌出量表采区编号开采水平工作面编号采掘分类工作面瓦斯涌出量绝对量(m3/min)相对量(m3/t)首采区一采区+1610m水平1051回采工作面机采0.591.0煤巷掘进工作面普掘0.22岩巷掘进工作面普掘0.00矿井1.11.9由勘探报告钻孔资料，计算出该矿井相对瓦斯涌出量为1.9m3/t，绝对瓦斯涌出量为1.1 m3/min，该属低瓦斯矿井。2、根据瓦斯等级鉴定报告预测矿井瓦斯涌出量xx县xx煤矿近几年矿井瓦斯等级鉴定报告结果详见表545。表545近几年矿井瓦斯统计表有效期最大相对瓦斯涌出量(m/t)最大绝对瓦斯136、涌出量(m/min)最大相对二氧化碳涌出量(m/t)最大绝对二氧化碳涌出量(m/min)结论2008.12.3127.178.056.341.88高瓦斯矿井2008.01.0127.1708.056.3401.880高瓦斯矿井2005.12.0629.979.374.981.557高瓦斯矿井从上表可以看出，2006年的瓦斯等级鉴定结果最大，所以矿井相对瓦斯涌出量以29.97m3/t为依据进行计算，计算公式如下：qkj=qA/1440式中：qkj矿井绝对瓦斯涌出量，m/min；q矿井相对瓦斯涌出量，m3/t，q29.97m3/t；A月平均日产量，t/d，A=910t/d；1440常数（1天等于1137、440 min）。qkj=29.97910/144018.94 m/min通过以上计算，最终确定矿井绝对瓦斯涌出量为18.94 m/min。（1）采煤工作面的绝对瓦斯涌出量矿井达产时有1个机采回采工作面，工作面绝对瓦斯涌出量按矿井绝对瓦斯涌出量的85%计算：qcj= qkj85% = 18.940.8516.10m3/min式中：qcj回采工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；qkj矿井绝对瓦斯涌出量，m3/min；经计算，采煤工作面的绝对瓦斯涌出量为16.10m3/min。（2）掘进工作面绝对瓦斯涌出量矿井达产时有1岩、1煤两个掘进工作面，煤巷掘进工作面绝对瓦斯涌出量按矿井绝对瓦斯涌出量的15138、%计算：qjj=qkj15%=18.940.152.84m3/min式中：qjj掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；qkj矿井绝对瓦斯涌出量，m3/min；经计算，掘进工作面的绝对瓦斯涌出量为2.84m3/min。（3）矿井瓦斯涌出量矿井由1个采区1个工作面保证生产能力，2个掘进工作面保证工作面接替，为此矿井相对瓦斯涌出量按下式计算：式中：qkx矿井相对瓦斯涌出量，m3/t；K生产采区内采空区瓦斯涌出系数，取1.25；qci第i个回采工作面相对瓦斯涌出量，m3/t；按以下公式计算：qc= qcj1440/ A1=16.101440/910=25.48 m3/t式中：qcj回采工作面绝对瓦斯139、涌出量， 16.10m3/min；1440常数（1天等于1440 min）；A1月平均日产量，t/d，A1=910t/d；Ai 第i个回采工作面的日产量，t/d，Ai= 910 t/d；qji第i个掘井工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min，qji =2.84 m3/minA0 生产采区平均日产量，t/d，A0=910 t/dqkx =1.25(25.48910+14402.84)/910=37.47m3/t经计算，矿井相对瓦斯涌出量为37.47 m3/t，矿井绝对瓦斯涌出量为18.94 m/min。3、预测结果根据上述两种预测结果可以看出：采用矿井瓦斯等级鉴定结果预测的矿井瓦斯涌出量较大。为安全140、起见，设计以最大值作为矿井瓦斯涌出量。即矿井相对瓦斯涌出量为37.47 m3/t，矿井绝对瓦斯涌出量为18.94 m/min。业主应在井巷揭煤后，即时测定可采煤层的瓦斯含量及其他有关参数。（四）井田热害情况根据勘探报告钻孔地温测定及对xx的煤矿生产矿井的调查，未发现本区有地温异常现象，确定该矿为地温正常区，无热害。三、矿井通风方式根据开拓、开采布置情况，该矿的通风方式可采用并列式和分区式两种，两种通风方式优缺点详见表546。表546 通风方式对比表通风方式并列式分区式优点1.可少建一个井筒，减少了部分开拓工程量.1.整个矿井开采风路相对短，通风容易。2.矿井东南部区域可利用2号风井作为安全出口141、，利于矿井后期安全生产。缺点1.开采3采区时风路过长，通风困难。2.矿井东南部无安全出口，不利于矿井后期安全生产。1.多建一个井筒，增加了部分开拓工程量。经综合比较确定，该矿通风方式为分区式，通风方法为机械抽出式。三、风量、风压及等积孔（一）矿井风量、风压计算1、矿井风量计算（1）按井下同时工作的最多人数计算Qkj=4Nk式中：Qkj矿井总供风量，m3/min；N 井下同时工作的最多人数，人；N=694 每人每分钟供风标淮，m3/min；K矿井通风系数，中央并列式通风，K=1.15。 Qkj=4691.15=317.4m3/min=5.3m3/s （2）按采煤、掘进、硐室等处实际需风量计算本矿142、井为高瓦斯矿井，设计采用分别法计算风量。矿井达产时，有1个机采工作面，2个普掘工作面根据配风标准，分别计算如下： 工作面配风计算A.按瓦斯涌出量计算根据工作面瓦斯涌出量分析，回采工作面需风量按下式计算：Qcj(Q绝1k0.65) 100 (16.11.40.65) 1001465.1m3/min =24.4m3/s式中： cj机采工作面需风量，m3min ；Q绝1机采工作面绝对瓦斯涌出量，16.10m3min；k瓦斯涌出不均衡系数，机采取1.4；0.65瓦斯抽采率为35%时，风排所占的比例为65%。Qcj(Q绝1k0.65) 100(16.11.40.65) 1001465.1m3/min =143、24.4m3/sB.按工作面温度计算根据煤矿安全规程第一百零二条：生产矿井采掘工作面空气温度不得超过26。该地区井下工作面温度一般为23，采煤工作面所需风量按下式计算：Qc60VcScKi601.56.61.0=594.0m3/min=9.9m3/s式中：Vc回采工作面适宜风速，取1.5m/s；Sc回采工作面平均有效断面， Sc=6.6m2；Ki工作面长度系数，取Ki=1.0。根据以上计算回采工作面风量取大值24.4m3/s，按风速验算如下：根据煤矿安全规程规定，回采工作面最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s的要求进行验算。15ScQcj240Sc156.61465.12406.699144、1465.11584式中：Sc回采工作面平均有效断面，Sc=6.6m2。根据以上计算结果，可以确定矿井经瓦斯抽采后，采煤工作面实际需要风量的总和Qcj=1465.1m3/min是可行的。 掘进工作面配风量计算 A.按瓦斯涌出量计算Qj1 (Q绝1k) 100(2.842.0) 100568.0m3/min =9.5m3/sQj2(Q绝2k) 100(0.5682.0) 100113.6m3/min =1.9m3/s 式中：j、j1053轨道斜巷、+1610m轨道大巷掘进工作面实际需风量，m3min ；Q绝11053轨道斜巷掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，取2.84m3/min（详见本章第二节）；145、Q绝2 +1610m轨道大巷掘进工作面绝对瓦斯涌出量，该掘进工作面为岩巷，其绝对瓦斯涌出量按煤巷的20%计算，则Q绝2=0.568 m3/min；K瓦斯涌出不均衡系数，取2.0。B.按炸药使用量计算Qj125A1255125m3/min=2.1 m3/sQj225A2257175 m3/min=3.0 m3/s式中：Qj1、Qj21053轨道斜巷、+1610m轨道大巷掘进工作面实际需风量，m3/min；A1、A21053轨道斜巷、+1610m轨道大巷掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，kg。C.按局部通风机吸风量计算一号掘进工作面：配FBD/8.0/245型对旋式局部通风机，风量=7.013.146、17m3/s，则Qf=(7.0+13.17)/2=10.0m3/s=600 m3/min。Q掘1=QfIkf =60011.3=780m3/min=13 m3/s二号掘进工作面：配FBD/5/25.5对旋式局部通风机，风量=3.24.3m3/s，则Qf=(3.2+4.3)/2=3.75m3/s=225m3/min。Q掘2=QfIkf =22511.3=292.5m3/min =4.88 m3/s式中：Q掘1、Q掘2掘进面局部通风机额定风量，m3/min；kf为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，取1.3；根据以上计算结果，取大值：煤巷掘进工作面取780m3/min；岩巷掘进工作面取292.5147、m3/min。按风速进行验算如下：15Sj780240Sj 9Sj292.5240Sj 155.127802405.12 95.74292.52405.74 76.87801228.8 51.7292.51377.6式中：Sj掘进工作面巷道过风断面，m2。从以上计算结果表明所选用局部扇风机供风量可满足各掘进工作面需求的风量。则掘进工作面实际需要风量的总和如下：Qjj=780+293=1073m3/min 硐室需风量计算井下未设爆破材料库、充电硐硐等，无需计算。 其他井巷需要通风风量的总和按采煤、掘进、硐室的总和的5%进行计算则Qqj=(1465.1+1073)0.05=127m3/min=2.148、12m3/s。矿井总需风量为：Qkj(QcjQjjQqj)Kkt(1465.1+1073+127)1.153064.87m3/min51m3/s式中：Qkj矿井的总进风量，Qcj采煤工作面实际需要风量的总和，m3/min；Qjj掘进工作面实际需要风量的总和，m3/min；Qqj其他井巷需要通风风量的总和，m3/min；Kkt矿井通风系数，取1.15。2、矿井风量分配根据以上计算结果取大值，则矿井总进风量Qkj=51m3/s按各用风地点需风量分配调整如下：机采工作面： 25m3/s；煤巷掘进工作面： 15m3/s；岩巷掘进工作面： 6 m3/s；其他井巷： 5 m3/s。3、主、副斜井的风量分配149、因主、副斜井在+1610m以外的通风系统中为并联通风网络，其自然风量按下列规律分配：Qn=经计算，Q主=22.67（m3s），Q副=28.33（m3s）。4、矿井风阻计算本矿井进、出风井口高差6m150m；井深634m400m，故不计算自然风压，即He=0。矿井负压按以下公式计算：h摩=LPQ2/S3=RQ2式中：h摩摩擦阻力，Pa；摩擦阻力系数，Ns2/m4；L井巷长度，m；P井巷净断面周长，m；Q通过井巷的风量，m3/s；S井巷净断面积，m2；R井巷摩擦风阻，Ns2/m8。经计算，本矿井投产时属通风容易时期，其负压为695.9Pa；一采区采完时属通风困难时期，其大负压为1486.1Pa。详150、见表547、表548。 表547 移交生产（容易）时期的通风阻力计算表编号井巷名称断面形状支护方式阻力系数 10-4井巷长度 L (m)断面净周长P(m)净断面S()风量Q(m2/S)风速V(m/s)允许 风速V(m/s)风压Pa1副斜井半圆拱砌碹5021311.148.6 28.3 3.38.014.92副斜井井底车场半圆拱砌碹507011.8810.7 28.3 2.68.02.7半圆拱砌碹502511.889.8 28.3 2.98.01.3半圆拱砌碹504611.889.8 28.3 2.98.02.3半圆拱砌碹5024.611.889.8 35.0 3.68.01.93+1610m轨151、道大巷半圆拱砌碹51899.095.7 36.0 6.38.028.34轨道石门梯形矿工钢2682611.277.7 162.16.04.45轨道斜井梯形矿工钢2684411.277.7 162.16.07.591051轨道斜巷梯形矿工钢26830011.277.7 12.51.66.031.0联络巷梯形矿工钢2681011.277.712.51.64.01.01051运输斜巷梯形矿工钢26831011.277.7 12.51.66.032.01051工作面矩形单体支架50010010.56.6 253.84.0114.161051回风巷梯形矿工钢26863011.277.7 253.26.0152、260.510+1625m回风大巷半圆拱砌碹50809.095.7 518.915.050.011一号回风斜井半圆拱砌碹5017811.1 8.62515.915.040.312引风道半圆拱砌碹50306.5 3.975112.815.040.5小 计632.710%局部阻力63.3合 计695.9表548 移交生产（容易）时期的通风阻力计算表编号井巷名称断面形状支护方式阻力系数 10-4井巷长度 L (m)断面净周长P(m)净断面S()风量Q(m2/S)风速V(m/s)允许 风速V(m/s)风压Pa1副斜井半圆拱砌碹5021311.148.6 28.3 3.38.014.92副斜井井底车场半153、圆拱砌碹507011.8810.7 28.3 2.68.02.7半圆拱砌碹502511.889.8 28.3 2.98.01.3半圆拱砌碹504611.889.8 28.3 2.98.02.3半圆拱砌碹5024.611.889.8 35.0 3.68.01.93+1610m轨道大巷半圆拱砌碹518359.095.7 36.0 6.38.0265.34轨道石门梯形矿工钢2682611.277.7 162.16.04.45轨道斜井梯形矿工钢2684411.277.7 162.16.07.591051轨道斜巷梯形矿工钢26830011.277.7 12.51.66.031.0联络巷梯形矿工钢2681154、011.277.7 12.51.64.01.01051运输斜巷梯形矿工钢26831011.277.7 12.51.66.032.01051工作面矩形单体支架50010010.56.6 253.84.0114.161051回风巷梯形矿工钢26863011.277.7 253.26.0260.510+1625m回风大巷半圆拱砌碹508509.095.7 518.915.0531.311一号回风斜井半圆拱砌碹5017811.1 8.62515.915.040.312引风道半圆拱砌碹50306.5 3.975112.815.040.5小 计1351.010%局部阻力135.1合 计1486.1（二）等155、积孔计算式中：A等积孔，m2；Q矿井总风量，m2/s；h1矿井负压，Pa。通风容易时期：A2.3 m2通风困难时期：A1.57m2以上计算结果表明，矿井投产时的通风难易程度属容易，即容易阻力矿井；一采区采完后的通风难易程度属中等，即中等阻力矿井。5.5. 瓦斯抽采一、 瓦斯储量Wk=W1+W2+W3式中：Wk矿井瓦斯储量， Mm3W1可采煤层的瓦斯储量总和， Mm3W2可采煤层采动影响范围内的不可采邻近煤层的瓦斯储量的总和， 0Mm3 ；W3围岩瓦斯储量，0Mm3 ；W1=式中：A1i 矿井每一个可采煤层的煤层储量，Mt 取8.58Mtn矿井可采煤层数，取1层X1i每一个可采煤层的瓦斯含量，m156、3/t 鉴于将矿井相对瓦斯涌出量视为矿井个煤层瓦斯含量，则：X1i =37.47 m3/tW1+W2=A1iX1i=8.5837.47=321.5 Mm3Wk=W1+W2+W3=321.5+0+0=321.5 Mm3二、 可抽量WkcWkKc式中： Wkc可抽瓦斯量，万m3；Wk瓦斯储量，万m3；K可可抽率；取35%Wkc321.50.35=201.18 Mm3经预测，xx煤矿的瓦斯可抽量为112.5Mm3。三、 抽采瓦斯的必要性根据预测的结果（计算过程详见5.4），该矿为高瓦斯矿井。根据开拓、开采布置情况和供风情况（详见5.4）校核回采工作面的风排瓦斯能力WOB=+WC式中：WB 回采工作面157、的煤层瓦斯涌出量，25.47m3/t；W0B 通风可以解决的瓦斯含量指标，m3/t；WC 残存瓦斯量， 3 m3/t； Q 工作面配风量，1500m3/min；A工作面日产量，910t/d；C 回风流最大瓦斯浓度，取1%；Kw_瓦斯涌出不均衡系数， 取1.3；WOB=+3=3.18 m3/t从前述（详见5.4）的计算结果可以看出：回采工作面的煤层瓦斯涌出量达25.47m3/t。而通风可稀释的瓦斯量仅为3.18 m3/t，仅靠通风已不能有效的解决瓦斯问题，根据“AQ10552008”标准的要求，该矿必须进行瓦斯抽采。四、 瓦斯涌出量根据前述计算结果可知，抽采前：矿井相对瓦斯涌出量为37.47 m158、3/t，矿井绝对瓦斯涌出量为18.94 m/min。抽采后：矿井相对瓦斯涌出量为24.4 m3/t，矿井绝对瓦斯涌出量为12.3 m/min。五、 抽采系统和方法（一）抽采系统根据“AQ10552008”标准的要求，应采用地面永久性抽放瓦斯系统。根据该矿的开拓、开采布置情况，首先在地面布置抽放泵房，其次敷设主管、干管、分管到名钻场钻孔，并设置相应的附属设施组成专用的管道系统；最后将采煤工作面、采空区等地的瓦斯抽排到地面。（二）预抽瓦斯量该矿抽放前的矿井相对瓦斯涌出量为18.9 m3/min，按35%的抽放率计算，则预抽瓦斯量为6.6 m3/min。（三）预抽时间为保证回采工作面的安全需要，结合159、矿井采、掘计划安排，确定C5b煤层回采工作面顺层钻孔和掘进面钻孔预抽时间为46个月。（四）预抽效果分析从前面的计算结果可以看出，抽放前的矿井相对瓦斯涌出量为37.47 m3/t，抽放后的矿井相对瓦斯涌出量为13.1 m3/t；抽放前的回采工作面相对瓦斯涌出量为28.2 m3/t，抽放后的回采工作面相对瓦斯涌出量为18.3m3/t。抽放前后矿井及工作面瓦斯涌出量预测结果对比详见表551。表551 抽放前后矿井及工作面瓦斯涌出量预测结果对比表采煤工作面掘 进工作面采空区矿井抽放前抽放后抽放前抽放后抽放前抽放后相对量m3/t.d绝对量m3/min相对量m3/t.d绝对量m3/min相对量m3/t.d160、绝对量m3/min相对量m3/t.d绝对量m3/min相对量m3/t.d绝对量m3/min相对量m3/t.d绝对量m3/min相对量m3/t.d绝对量m3/min28.216.118.310.55.02.844.32.51.721.037.518.924.412.3（五）抽采方法1、选择瓦斯抽采方法的原则选择矿井瓦斯抽放方法就根据矿井煤层赋存条件、瓦斯基础参数、瓦斯来源、巷道布置、抽放瓦斯目的及利用要求等因素确定，并遵循以下原则：（1）选择的抽放瓦斯方法应适合煤层赋存状况、巷道布置、地质条件和开采技术条件。（2）应根据矿井瓦斯涌出来源及涌出量构成分析，有针对性地选择瓦斯抽放的方法，以提高瓦斯抽161、放的效果。（3）抽放方法在满足矿井安全开采的前提下，还需满足开发、利用瓦斯的需要。（4）巷道布置在满足瓦斯抽放的前提下，应尽可能利用生产巷道，以减少抽放工程量。（5）选择的抽放方法应有利于抽放巷道的布置和维护。（6）选择的抽放方法应有利用提高瓦斯抽放效果，降低瓦斯抽放成本。（7）抽放方法应有利于钻场、钻孔的施工和抽放系统管网的设计 ，有利于增加钻孔的抽放时间。2、抽放瓦斯方法的选择xx煤矿仅有1层可采煤层，大量的瓦斯仅来自于本煤层，根据该矿和临近矿井多年的开采经验，本区域内不存在突出危险。因此，根据煤层赋存条件、瓦斯涌出构成和巷道布置形式，建议采用本煤层预抽瓦斯为主，采用采前预抽、边采边抽和采162、空区补抽相结合的综合抽放方法。即在工作面准备时就边掘进边打钻孔进行采前预放；工作面生产的过程中，仍利用原有的抽放工程对前方煤体内的瓦斯进行抽放，边采边抽；采完后，再埋管对采空区进行采后补抽。具体方法如下：（1）本煤层抽采采前预抽：在掘进工作面顺槽巷道时，在巷道后方靠工作面一侧向工作面施工顺层钻孔，预抽工作面煤体内的瓦斯。沿工作面走向每隔60m布置一个钻场，钻孔采用扇形布置方式，根据抽放时间的不同，钻孔采用分段布置，钻孔间距为1020m。边采边抽：在回采工作面的推进过程中，仍利用原有的钻场、钻孔对前方的瓦斯继续抽放。本煤层瓦斯抽采系统详见图551。图 551 矿井瓦斯抽采系统示意图（2）采空区抽163、采根据xx煤矿的采区巷道布置情况，对工作面采空区采用埋管抽放。根据回采工序的安排，又可分为半封闭采空区抽放瓦斯和全封闭采空区抽放瓦斯两种方式。半封闭采空区抽放瓦斯是指随着回采工作面的推进后，沿运输巷和回风巷埋管对采空区内。全封闭采空区抽放瓦斯是指回采工作面结束后，及时密闭采空区、运输巷和回风巷，预留瓦斯抽放管对采空区的残余瓦斯进行抽放。采空区抽放系统布置详见图552。图552 采空区抽放系统布置图（3）邻近层抽采由于该矿仅开采一层可采煤层，无可采临近层，也就不存在临近层抽放的问题.（4）掘进工作面抽采从前面的计算结果可以看出，掘进工作面的绝对瓦斯涌出量为2.84m3/min(10%，可满足矿井164、投放变化的需要。十一、泵站安全设施及附属装置（一）在泵房附近出口处设有放水器、防爆防回火装置、放空管、压力、流量、浓度测定装置以及采样孔、阀门等附属装置。详见表555。表555 瓦斯抽放设备安全设施配备表序号设备器材名称规格及型号单位数量备注1旁置式汽水分离器台22水封防爆器DN300个23总进气过滤器1260800个24负压自动放水器CF1个25正压自动放水器CZ1个16螺旋焊接钢管3779m2007闸阀 Z41H-16C，DN300个68对夹式蝶形止回阀 HT76X-16C，DN400个29闸阀 Z41H-16C，DN250套110闸阀 Z41H-16C，DN150套311闸阀 Z41H-165、16C，DN100套112闸阀Dg50套213放水器套514防空管装置套115配水泵IS50-32-160 台216水封式防回火装置套217四通阀两用压差计UP-2套5备用1台18高负压瓦斯采样器FW-1只619瓦斯检定器LRD-8台620瓦斯检定器W821台621避雷针系统套1（二）瓦斯抽放泵、配套电机均选择了正规厂家生产的合格设备，且都经过了国家矿用产品安全标志认证中心认证。设计中按有关规定的要求选定的钻机台数及型号，同时在矿井监测、监控系统中配备了监测泵站瓦斯浓度和管道瓦斯参数的监测设备、设施。（三）分别在地面瓦斯泵进、出口侧的管路上各安设一根放空管，放空管距泵房墙壁的距离为0.51m，166、最远不得超过10m，且出口应加防护帽；放空管的出口至少应高出地面10m ，且至少高出20m范围内建筑物房脊3m以上。（四）瓦斯抽放泵房的建筑必须采用不燃性材料建盖，耐火等级为二级，泵房周围必须设置有棚栏和中围墙，并在进、出口出悬挂“机房重地、闲人免进”的警示牌板。（五）瓦斯抽放泵监控装置1、传感器类型、数量、位置在瓦斯抽放泵房内设置甲烷传感器T20；抽放泵输入管路中设置甲烷传感器T21；利用瓦斯时，瓦斯抽放泵站输出管路中设置T22。设置流量传感器L1，L2。2、各类传感器的报警、断电瓦斯抽放泵房内甲烷传感器报警浓度0.5%。抽放泵输入管路中甲烷传感器报警浓度25%。利用瓦斯时，瓦斯抽放泵站输出167、管路中30%。十二、安全保障措施（一）在井下打钻地点，安设有瓦斯遥测断电仪，一旦瓦斯超限，自动切断钻机电源，并发出报警，打钻人员应及时撤离施工地点。（二）在打钻过程中，如遇钻孔压力和涌出量较大时，应加强通风并采取防止瓦斯喷出的措施，以保证施工人员的安全。（三）钻机操作人中必须经过专门培训考虑合格后方可上机操作，并须严格遵行钻机的操作规程和安全注意事项。操作人员不能靠近旋转部件和滑动部件站立；不能把手放在夹盘和钻杆夹持器之间；不能穿太松的衣服和使用手动工具；在马达和水泵周围须安设保护装置；操作都应严密注视钻杆的位置和它的运动，防止钻杆被卡住；助手不要正对着站在钻杆后面。（四）瓦斯抽放钻孔在施工完168、毕后，应及时封孔并接入抽放，防止巷道瓦斯超限和发生瓦斯事故。（五）地面管路埋于地下，采了以了防冻和防腐措施，瓦斯管路与建筑物和其他设施之间按规定留有安全距离。（六）泵房进出端管路上设置有防回火、防爆炸装置，泵房设有防雷接地装置。泵房建筑采用不燃性材料，泵站周围设有消火栓。（七）泵房内的所有设备及仪表均选用防爆型。（八）泵房内配有自动监测装置，监测抽放管内的瓦斯流量、浓度、负压和泵房内的瓦斯浓度、电机轴温度和真空泵的水温等参数，一旦出现异常，自动切断真空泵电机电源。（九）瓦斯抽采泵站设置在矿井工业场地的东边山凹里，距最近的井口距离（主斜井）达246m，距离最近的主要建筑物（副斜井绞车房）170m169、，距居住区最近的距离达190m。相关安全距离完全符合有关规程、规范规定的“距主要建筑物、井口及居住区不得小于50m”的要求。（十）监测、监控子系统的组成、功能及设置详见7.5的相关内容。6. 矿井主要设备5.6.6.1. 提升设备本矿井生产能力为30万t/a，采用斜井开拓。主斜井担任运煤任务，副斜井担任下放材料、运送人员任务。一、主斜井提升设备选型（一）选型依据1、生产能力：30万t/a；2、井筒斜长：L=239m；倾角：=18；3、年工作天数br，日工作小时数t：br=330d，t=16h；（二）选型计算主斜井担负运煤任务，本可研对提升机运输与胶带机运输这二种设备进行比选。（三）提升机选型计170、算1、钢丝绳每米质量（按一次提升6辆矿车计算）P=1.21kg/m（1）钢丝绳校验=7.736.5（2）钢丝绳选择选用钢丝绳6V18+FC-20-1770。钢丝绳直径d=20mm，钢丝绳每米质量p=1.75kg/m，钢丝绳破断拉力总合Qq=282000N。2、卷筒选择（1）卷筒直径：D=8020=1600mm（2）卷筒宽度（按2层缠绕计算）：Dp=D+=1620mmB=(d+)=722mm3、钢丝绳最大静张力：=36466N4、电机功率选择（1）提升重车时：P=165kw（2）下放重车时：P=134kw5、绞车参数见表6-1-1 表6-1-1绞车参数表型号卷筒钢丝绳最大静张力最大提升高度减速比171、绳速(m/s)电机功率(kW)直径(m)宽度(m)二层缠绕（m）JTP-1.61.2/241.61.245kN405243.4170综上所述，JTP-1.61.2/24型矿用提升绞车，可以满足主斜井提升的要求。（四）胶带机选型计算1、输送带宽度按给定的工作条件，取原煤的动堆积角为25，原煤松散密度=1000kg/m3，考虑主斜井工作条件，初选带速v=2m/s。输送带上必需具有的堆积横断面为：Q输送机的运输能力，t/h；松散密度，kg/m3；v输送带的运行速度，m/s；K输送机倾斜系数，0.85根据计算，输送机的承载托辊槽角为30，原煤的动堆积角为20时，带宽为800mm的输送带上允许物料堆积的172、横断面积为0.06510.049 m2，据此，选用宽度为800mm的输送带能满足要求。初选用钢绳芯输送带，B=800mm，qd=25.8kg/m。2、牵引力及运行功率（1）单位长度输送带上装运的物料量q（2）每米机长上、下托辊旋转部分的质量，（3）牵引力计算满载运行时：Ff附加阻力包括以下各种附加阻力：阻力系数，水平、向上倾斜电动工况，取0.024；a导料槽阻力=b装料处物料加速的附加阻力=c胶带绕过驱动滚筒的附加阻力=d胶带绕过两处改向滚筒和一处增面滚筒的附加阻力=1700Ne弹簧清扫器附加阻力=f空段清扫器附加阻力=共计 4056N空载运行时： （4）驱动滚筒轴功率计算综上所述，选用275173、kW电机，机头双电机双滚筒1：1配置。3、输送带张力计算(1)逐点计算各点张力，如图所示：(2)基本阻力计算，4、输送带校验m安全系数取10初选钢绳芯胶带带强1.6kN/mm满足要求，输送带参数为：胶带强度1.6kN/mm，带宽800mm，钢丝直径6.4mm，胶带厚度23mm，上下覆盖胶厚7+7mm，胶带重量32.2kg/m2。综上所述，主斜井提升设备选用DT-800型带式输送机；配备Y280S-4电机两台，功率275kW；5、制动力矩计算充分考虑输送机的使用安全，制动器总的制动力矩不得小于该输送机所需力矩的2倍。最大制动力矩为： D传动滚筒直径，D=0.8m；6、拉紧装置(1)拉紧力计算(2174、)拉紧行程计算K伸长系数，钢芯带取0.002；Lc考虑拉紧车长度，取2m；Ld动态应变变形长度，取0.2m；Lj拉紧装置接头长度，取3.5m；7、软启动装置电动机直接启动时会产生很大的起动电流，从而对电网冲击很大，同时也会产生很大的机械冲击，而在电动机和减速器之间加液体粘性可控软起动装置则会大大改善电动机的启动性能，从而延长电动机使用寿命，减小对电网冲击。综上所述，所选皮带输送机符合生产需要。五、方案比选根据计算，对所选两种设备进行方案比选，如表6-1-2所示。表6-1-2 设备方案比选内容项目方案一方案二（推荐方案）JTP-1.61.2/24型矿用提升绞车DT-800型带式输送机主电动机YB175、355S3-6，170kW，380V防爆电机一台YB280S-4，275kW，380V防爆电机两台设备及土建费（万元）60160优 点投入使用快，安装方便，初期投资低，运量大，连续运输能力强，可以直接进入筛分系统，安全性高，管理方便，占地少，运行成本低。与井下大巷运输方式配套。缺 点运输能力低，不能连续运输，不能直接进入筛分系统，占地面积多，运行成本高。初期投资高。根据两方案优缺点比选，本可研推荐方案二，即带式输送机方案。二、 副斜井提升设备选型（一）选型依据1、井筒斜长：L=213m；倾角：=20；2、年工作天数br，日工作小时数t：br=330d，t=16h；3、车场型式：井底（+1683176、m）为平车场、井口（+1610m）为平车场；4、最大班下井人数：69人，一次提升人员30人，人均按85kg计算；5、矸石量：5%；6、人车选用头车：XRB156/6S，尾车XRB156/6W；头车净重：2200kg，尾车净重：1000kg；7、坑木消耗：2m3/kt，炸药用量：300kg/kt，雷管用量：750发/kt；8、材料车选用：MC16A，单重515kg；9、平板车选用：MP16A，单重465kg；10、采煤机最大不可拆卸件重量2.97t；（二）选型计算副斜井担负下放材料、提升人员、运输矸石的任务，本可研对副斜井不再进行提升设备方案比选，推荐绞车提升。（三）副斜井绞车选型计算1、按提升177、矸石计算：（1）钢丝绳每米质量（按一次2辆矸石车计算）P=0.559kg/m（2）钢丝绳校验=13.837.5（3）钢丝绳选择选用钢丝绳619S+FC-18-1770I-光-右同。钢丝绳直径d=18mm，钢丝绳每米质量p=1.33kg/m，钢丝绳破断拉力总合Qq=214000N。2、按下放材料计算考虑采煤机最大不可拆卸件重量为2.97t，3辆平板车运输。（1）钢丝绳每米质量P=0.639kg/m（2）钢丝绳校验=12.37.5（3）钢丝绳选择选用钢丝绳619S+FC-18-1770I-光-右同。钢丝绳直径d=18mm，钢丝绳每米质量p=1.33kg/m，钢丝绳破断拉力总合Qq=214000N。178、3、按运送人员计算：最大班下井人数69人，头车：XRB156/6S，尾车XRB156/6W；头车净重：2200kg，尾车净重：1000kg；（1）钢丝绳每米质量P=0.90kg/m（2）钢丝绳校验=9.049（3）钢丝绳选择选用钢丝绳619S+FC-18-1770I-光-右同。钢丝绳直径d=18mm，钢丝绳每米质量p=1.33kg/m，钢丝绳破断拉力总合Qq=214000N。根据以上计算，选用6T19S+FC-18-1770I-光-右同型钢丝绳。4、卷筒选择（1）卷筒直径：D=8018=1440mm（2）卷筒宽度（按2层缠绕计算）：Dp=D+=1618mmB=(d+)=606mm5、钢丝绳最大179、静张力：因提升、下放人车时，终端负重最大，按人车进行校验=23649.3N6、电机功率选择（1）提升重车时：P=79kw（2）下放重车时：P=64kw7、绞车参数如表71表71 绞车参数特征表型号卷筒钢丝绳最大静张力最大提升高度减速比绳速(m/s)电机直径(m)宽度(m)二层缠绕（m）型号功率JTP-1.61.2/201.61.245kN640202.45YB355S4-10110综上所述，JTP1.61.2/20型矿用提升绞车，可以满足副井提升的要求。6.2. 主通风设备矿井属高瓦斯矿井，煤尘具爆炸性危险，煤层属自燃煤层，通风方式分区通风方式。一、选型依据1、选型依据（1）矿井总风是量 Q=180、51m3s（2）负压：H1=675.5Pa，H2=1559.7Pa（3）高瓦斯矿井2、风量和风压的计算（1）矿井需风量 Q=1.055153.55m3s（2）通风压力通风机静压 H1静=675.5+200=876Pa H2静=1559.7+200=1760Pa二、选型计算按通风方程式H=RQ2求风路特性曲线：H1=0.29Q2，H2=0.6Q2初期工况点M1：Q=61m3s，H=990Pa，=0.7，=46/38；困难时期工况点M2：Q=56m3s，H=1810Pa，=0.80，=52/44。风机特性曲线如图6-2-1所示：图6-2-1风机特性曲线图（二）设备选型 经计算，选用FBCDZ-8-181、NO19B型防爆对旋通风机，其技术特征：通风机压力H=5642130Pa，流量Q=3679m3s，额定功率290kW，共选用2台，其中1台工作，1台备用。（三）设备能力校验（1）容易时期：N1=106kw（2）困难时期：N2=155kw电机选用YBFe315L1-8，290kW，660V电机。（四）反风校验1、校验依据（1）矿井反风风量Qf =20.4m3s（2）反风时的负压Hf =55.4P2、反风风量和风压的计算（1）矿井需风量 Qf =1.0520.421.42m3s（2）通风压力 Hf =55.4+150=205.4Pa由此计算，反风特性曲线H1=0.45Q2。反风工况点Qf =352182、1.42m3s，Hf =550Pa。综上所述，FBCDZ-8-NO19B型防爆对旋通风机，可以满足矿井通风的要求。6.3. 主排水设备矿井采用一级排水方式，将矿井水从井底水仓直接排出地面。一、选型依据1、选型依据（1）正常：101m3h（2）最大：169m3h（3）井筒垂深：73m（4）管道计算长度：263m2、设备选型按矿井正常涌水量，确定水泵排水能力：Q=1.2101=121m3h矿井最大涌水量：Qmax=1.2169=203m3h计入吸水高度，水泵计算扬程：H=1.25（73+5.5）=98m(1)水泵运行工况点：设定水泵工况点流量121m3h(2)管径计算dp=0.0188 =0.13183、9mdx= dp+0.025=0.164m排水管1404.5，吸水管1685(3) 流速计算 排水管 V1=2.18ms 吸水管 V2=1.52ms(4)排水管阻力损失hwphwp=(0.038+9.7)=19.67m(5)吸水管阻力损失hwxhwx=(0.036+5.0)=0.77m(6)允许吸水高度=8.5-0.3-0.77-5.5=1.93m(7)考虑由于管道淤积增加之阻力，水泵总扬程 H= =(98+1.93)+1.7(0.77+19.67) =135m(8)水泵特性方程与特性曲线管道阻力系数R=0.0024管道特性方程H=100+0.0024Q2，特性曲线如图6-3-1所示。图6-3184、-1 水泵特性曲线图3、根据工况点QT=175m3h，HT=59.5m，T=0.67，经计算，选用MD155673型离心式水泵。4、电机选择（1）单级水泵轴功率 根据以上计算，选用YB315L1-4型电机，功率为160kW。5、年耗电量 吨煤电耗6、设备能力校验校验水泵能否在20h内排出24h的正常涌水和最大涌水量：正常涌水时，1台泵工作，20h排水量：20175=3500m3h正常涌水时，24h的涌水量：2431m3d3500m3d最大涌水时，24h的涌水量：4051m3d7000m3d配置水泵可以满足20h能排出矿井24h的正常涌水量或最大涌水量，符合煤矿安全规程要求。6.4. 空气压缩设185、备根据安监总煤行2007167号文件要求，所有矿井必须安装压风系统。空气压缩机必须安装在地面。根据文件精神，本设计在井下各掘进工作面、工作面、绞车硐室、变电硐室都附设有压风管路，且都配有减压阀，以备在特殊情况下使用。一、设备选型1、根据井下用风设备，确定需风量。用风设备如表6-4-1所示表6-4-1 风动工具用气表使用地点设备名称设备型号使用数量（台/面）工作压力（MPa）耗气量（m3/min台）掘进工作面风镐FG-8.3220.51.2掘进工作面凿岩机ZY24220.52.8根据采、掘设备的用气量以及采、掘工作面人数所需空气量确定空气压缩机的供气量，按下式进行了计算：Q=18.97m3/mi186、n根据以上计算，选用GA110型空压机二台，工作压力8.5bar，流量20m3/min，功率110kW，尺寸277916001990mm。2、压气管道直径（1）干路管道选型D=77.4mm选用1084mm作为主输气管路，L=910m。（2）支路管道选型掘进工作面支路管道D=37mm到掘进工作面的支管路选用382.5mm，L=200m。工作面支路管道D=34mm到工作面运输斜巷、回风斜巷支路管道选用382.5mm，L=750m。其他地点D=34mm到躲避硐室，机电硐室支路管道选用322.5mm，L=50m。3、压力计算经计算压风管路总损失为0.123MPa根据以上计算，所选空压机符合要求。7. 187、地面设施6.7.7.1. 地面生产系统一、煤质分析及产品方案（一）煤质分析1、煤的物理性质区内C5b煤层呈灰黑色，条痕灰黑黑色。块状、碎块状，少量粉状；硬度大，脆度小，内生裂隙不发育。条带状结构，局部似均一状和线理状结构，块状构造。金刚光泽，参差状、阶梯状断口。煤燃烧时火焰稍短，无烟；残渣多呈粉状，部分呈块状。视密度1.50t/m3。2、煤的化学性质主采煤层煤质分析结果详见表232。依据中国煤炭分类国家标准（GB5751-86），可知区内可采煤层C5b为中灰、中硫、特低磷、一级含砷、特高热值的无烟煤三号（WY03）。可作为一般动力用煤及普通燃料。（二）产品方案1、煤的用户xx煤矿新建设计生产能188、力为30万t/a。煤矿生产的+25mm以上的块煤可供选煤厂作原料煤；25mm的末煤供电厂及其它用户。2、根据xx煤矿的具体情况及用户要求，本矿原煤只进行筛分分级加工，筛分的分级粒度为二级，产品煤为-25mm以下的末煤及+25mm以上的块煤。二、地面生产系统xx煤矿为扩建矿井、本次设计报废原有主、副斜井及风井，新掘三个井筒，采用斜井开拓，主斜井（带式输送机）出煤；副斜井（轨道）出矸石、上下机电设备及材料、上下工人。（一）主井生产系统xx煤矿主斜井根据业主要求选用带式输送机系统，原煤从井下经M101带式输送机直接将原煤运输到位于主斜井口35m的1号装载站转运至M102带式输送机。M102带式输送机189、将原煤运至位于储煤场中部的筛分楼，通过带式输送机机头溜槽至2YA1536双层圆振动筛，按三级进行筛分，后落入原煤储煤场储存，再通过装载机装汽车外运。M101带式输送机长L=276m,带宽B=800mm,带速V=2.0m/s,倾角=18o,运量Q=300/h；电动机型号Y280S-4,额定功率为275kW，电压660V。M102带式输送机长L=130m,带宽B=800mm,带速V=2.0m/s,倾角=0o,运量Q=300/h；电动机型号Y280S-4,额定功率为275kW，电压660V。根据地形，原煤储存采用原煤储煤场，原煤储煤场利用现有设置于距主斜井井口160m的东北面。原煤储煤场为长75m、190、宽为50m面积为3750 m2的场地，容量为4500t，为该矿井4.6天的产量。配备2台装载机用于装载原煤。（二）副井生产系统由于井口位置为新掘井筒及现有的辅助设施均为简易建筑难以利用，故本次设计地面辅助生产系统轨道及辅助建筑均为新建，副井下放材料、上下待修或下放修理后的机电设备及矿车、上下工人及排矸，井下待修的机电设备装矿车和待修的矿车用绞车牵引出井口，再运机修间修理。修理后的机电设备、修理后的矿车、经斜井运至井下。（三）矸石地面系统xx煤矿矸石地面系统为绞车自副斜井井下将每列2辆0.75 m3U型矿车的矸石提升至副斜井井口，在副斜井井口平车场摘钩后用人工推至临时排矸场上方，卸入临时排矸场后191、由汽车外运至各矸石砖厂。临时排矸场长50m、宽为30m面积为1500 m2的场地，容量为450t，为该矿井4.6天的矸石量。7.2. 地面运输一、概况xx煤矿位于xx县城东南125方向，平距约5.5km处，位于xx煤矿南部井田中段（北）的南部边缘外侧，行政区处于xx县乌峰镇境内。地理极值坐标：东经10451181045618；北纬272338272450。二、准轨铁路目前xx县没有准轨铁路通达，贵昆铁路六盘水站距xx县约120km，规划中的成贵铁路年内开工建设 在xx县以勒镇设站，本次设计对准轨铁路不再做详细描述。三、公路xx至贵州省毕节市的省级公路从矿区西北部通过，矿区距xx县城公路里程为7192、.5km，距贵州省毕节市公路里程为95km，距内昆铁路彝良大寨站210km，距威宁站180km，公路交通方便。四、场外公路（一）现有主要公路xx至贵州公路该公路起于xx县，至贵阳297km，煤矿距离该路大约10m，是煤矿运输的唯一道路，现为三级公路，沥青路面，路面宽7.5m，路基宽8.5m。（二）新建场外道路风井距主斜井只有50m且位于同一工业场地内，无需新修单独的风井道路。炸药库初选场地位于工业场地东南角250m的山沟中，从主斜井场地目前已有一便道通达该场地本次设计也不再考虑新修道路。现有工业场地紧靠主要运煤道路，完全能满足矿井建设所需材料、设备等的运输及煤炭外运的要求。本次设计不需要新修及193、改造场外道路。（三）风井公路xx煤矿风井位于主井工业场地内，不需要新修道路。(四)问题及建议车辆超载运输一直是公路破坏严重的重要原因，尤其是运煤车辆，因此在原煤运煤中主要加强管理、严管超载，以保证公路的正常使用。7.3. 工业场地总平面布置一、概况 矿井井口工业场地为已有场地位于井田北部边界。矿井建设规模为9万t/a 扩30万t/a。（一）地形地质矿区属于高原中山侵蚀、溶蚀地貌，地形切割中等；地势南东高北西低，最高点为矿区东部的大贵山，海拔标高2108.4m，最低点位于矿区西部的柏秧林一带，海拔标高为1555m，矿区内最大相对高差为553.4m，柏秧林一带为矿区的最低侵蚀基准面。井口工业场地：194、场地为已有场地、相对比较平整、南高北低的山坡，地面标高+1676m+1695m，。矿区内地质构造复杂程度属简单类型。（二）气象及地震区内年平均气温为11.3，极端最高气温34.8，最低气温7.1；年平均降雨量913.4mm，日最大降雨量153.4mm，610月为雨季，降雨量占全年降雨量的80.2%；年平均相对湿度为83%；冬季冰冻时间较长，每年11月至次年3月为冰冻期；全年主导风向为西北风。区内一带煤炭资源蕴藏较为丰富，工矿企业主要有煤矿、水泥厂及小型红砖厂、空心砖厂。矿区无直接地震记录，按建筑抗震设计规范（GB500112001），该区抗震设防烈度为6度。设计基本地震加速度值为0.05g。（195、三）河流以萨河为区域唯一地表水系，于矿区北面由北东向南流经矿区西北侧，后再向南西汇入乌江，属长江水系。雨季的最大流量为56m3/s，旱季时最小流量0.3m3/s。另外，在矿区内分布有少量南北向的羽状沟溪，其流量主要受季节性降雨控制，雨季时流量一般为0.0020.085m3/s，旱季时多处于干涸状态。二、矿井井口与工业场地位置选择 设计原则1、 满足矿井开拓方案的最佳选择，开拓工程量小，建井工期短。2、 充分利用地形布置原煤加工与储、装、运、计量等生产系统，能够合理设置辅助生产及行政生活福利设施，以满足矿井地面生产与辅助设施布置的要求。3、 位置选择应在工程地质良好地段，避开滑坡、断层，小煤窑采196、空区影响等不良地段。4、有利于防洪排水，确保井口与场地安全。5、 便于交通运输，尽量靠近原有运输线路。6、场地位置选择尽量不压或少压煤炭。 矿井井口与工业场地位置选择的方案比较矿井井口与工业场地位置选择有两个方案，即平硐开拓和斜井开拓两个方案位置比较。1、平硐方案本方案的井口及工业场地位于xx现有场地西北面大约600m处靠近陈贝屯村。场地现为村办砖厂使用，地势平坦，布置较容易。从15000井田水文地质图上可看出，工业场地可选择的位置在井田边界之外，场地位于上三叠统松桂组四段，无不良工程地质现象。井口与工业场地的平面与竖向布置：本方案与斜井方案按相同规模、相同标准、在不同的地形条件下进行布置。场197、地由东向西进行功能分区布置，即由东向西分别为辅助生产区、生产区及行政生活福利区；根据山地特点，结合实际地形由北向南、采取台阶布置。生产区布置在场地中部，主平硐及副井位于北面山坡上，主平硐的场地标高为1620.00m，原煤储、装、运及计量系统设置在1615.00m标高。副井井口房的场地标高为1920.00m，窄轨铁路与东部辅助生产的材料库及消防器材库、机电修理车间及坑木场相联，西面与更衣室、浴室、矿灯房等联合建筑相邻，形成一个平台。场地西部布置行政生活福利区，其西侧为单身宿舍独立生活区，北面布置10kV变电所。本工业场地占地4.7hm2（含10kV变电所、净水站及井下水处理站、单身宿舍区），土石198、方工程量为：挖方6500m3，填方16000m3，挡土墙5300m3。2、斜井方案本方案利用现有的工业场地，根据场地已形成地形挖填不大的条件、地面生产系统布置和建、构筑物尽量利用原有的特征，工业场地沿地形分台阶布置。下面按功能分区介绍平面布置情况：（1）生产区废弃原有主井、全部撤除现有地面主井生产系统，在场地南部新掘一主井，生产区由新掘斜井（仅运输原煤）皮带提升系统、原煤储煤场、矸石排放系统等组成。该矿井采用斜井开拓，原煤经皮带提升系统提升至地面，再经地面皮带运输系统运至原煤储煤场，用装载机装汽车外运；原煤储煤场具有储装功能，因故不能外运时可储存矿井4.6d的原煤产量。原煤储煤场占地面积较大，199、布置在井口工业场地的东北角。矸石经新掘的副井窄轨铁路运至地面临时排矸场后用汽车及时运至附近各砖厂，本设计只考虑临时排矸场的设置。 （2）辅助生产区辅助生产区由机修、矿车修理间、坑木加工房、10kV变电所、地磅房和器材库、油脂库及窄轨运输系统等组成。窄轨铁路从副斜井井口车场向东面依次分岔出入机修、矿车修理间、坑木场和器材库等使用的窄轨铁路线。10kV变电所布置在工业场地西南边界。（3）行政福利设施及其它工业场地内除上述场地之外，还有宿舍、行政福利设施和水处理等设施。本矿为扩建矿井行政福利设施大部分已形成，布置在工业场地的北边，有矿办公室、医务室联合建筑、食堂等建、构筑物；宿舍有一栋，本次设计只考200、虑新建灯房、浴室、任务交待室联合建筑、布置在工业场地西南部靠近副斜井处；水处理设施布置在工业场地西南部靠主井的东北面，矿井水处理后经加压泵房打入斜井，作井下消防等用水，多余的排入场地东北面的小河沟内；在工业场地南面风井场地上布置高位水池，供工业场地地面用水。(4)场地布置矿井工业场地占地4.31hm2,，沿紧靠xx到毕节公路南侧相对较平整的山坡地带布置。按场地标高分成四块相对独立的场地（即1679.00m台阶、1682.78m台阶、1683.98m台阶和1688.74）。相对高差不大，四块场地之间有人行道及踏步相连。场内道路设计路面宽6m，路基宽7m。场内主要建、构筑物均可通车。机修间、器材库201、坑木加工场周围场地按铺砌场地处理，装车场等场地按一般加固处理。在人工开挖的边坡及部分空余地带进行绿化。本方案平面布置分区明确、合理，煤流与人流各行其道，互不干扰。竖向布置充分利用地形，采取多台阶布置以减少土石方与支护工程量。本工业场地占地4.31hm2。土石方工程量为：挖方12000m3，填方18000m3，挡土墙3800m3。本方案的总平面布置图详见附图K11464471。3、平硐方案与斜井方案的比较根据地面布置原则及技术经济比较，平硐方案位于井田外，优点：有利于平硐开拓;运煤系统的布置较合理、容易;井口位置较高不存在防洪问题。缺点：位于井田外;土地需要新增;大部分建构、筑物需要新建。斜井202、方案优点：占用的土地为已有不需要新增土地;场地相对平整布置较容易;土石方工程量相对较小;进场道路较短。缺点：场地相对比较狭窄;到生活区要跨越xx到贵阳的公路。比较：仅工程量相比两方案差不多；但斜井方案不需要新购土地，同时也可以利用大部分现有的设施。故设计推荐斜井方案。三、其它工业场地（一）风井工业场地 风井场地位于主斜井南部，直线距离50m，井口标高为1688.738m。设计为1688.738m标高台阶，布置有风井井口，通风机房、与主井、副井同在一个场地内，占地面积不再单独列出。（二）矸石排放场地该矿矸石由汽车外运至各矸石砖厂。故不需要专门的排矸场地。（三）炸药库炸药库拟布置在现有将要废弃的风203、井场地上距工业场地东南250m的山沟中，设计储存量为2t，布置有雷管库、炸药库。炸药库的位置，地形为东南高西北低，南北高中间低的小山沟，基本满足有关安全距离要求，既避免外界对炸药库的影响，又不威胁外界的安全。目前已有简易道路通达。炸药库的建设需经当地公安部门同意方可实施。占地面积为0.15hm2。四、煤矿总占地面积煤矿总占地面积4.31hm2，该占地为煤矿已购土地，本次设计不再新增土地。详见表731。占地性质为：旱地3.76hm2、荒山0.55hm2。表731用地面积一览表序号项目名称数量（hm2）备注合计旱地荒山河沟一工业场地4.463.760.55已租用1井口工业场地（含风井场地）4.31204、3.762炸药库0.150.15二场外道路合计4.463.760.70已租用五、防洪排涝本区属长江水系支流乌江上游六冲河流域，区内主要的河流有麻园河、泼机河、以萨河。以萨河位于矿区西北部，距矿区西部边界最近距离约300m，河床最低高程1420m，雨季时最大流量56m3/s，旱季时最小流量为0.3m3/s。据调查，xx煤矿所在的场地内未发生过洪涝灾害，工业场地位于较平缓的山坡上，场地东面已修筑一条2m宽的防洪沟，排泄山沟内的流水，场地汇水面积不大，地质报告里无最大洪水位资料，三个井口的标高都在1682.77m以上，而场地低处在1678.00m以下，本次设计考虑在南部山坡上修筑截水沟，因此，矿井井205、口及工业场地一般不会受到洪水的威胁。从1：5000地质地形图上看场地南部150m处的山坡为滑坡带，遇大雨产生的泥石流可能会对场地产生威胁，建议矿方对此做专题研究。7.4. 矿井供配电一、电源本矿位于xx县东南部，附近的电力资源丰富。地区电网已经形成。附近有泼机110/35/10kV变电站，容量为120000kVA，该变电站有两回110kV电源，一回来自110kV乌峰变电站，另一回来自110kV贵州毕节白家哨变电站，现有35kV和10kV出线间隔；附近有乌峰110/35/10kV变电站，装机容量为240000kVA，该变电站有三回110kV电源，一回来自110kV泼机变电站，一回来自110kV板206、桥变电站，另一回来自220kV芒部变电站，现有35kV和10kV出线间隔；另有城南35/10kV变电站，容量为28000kVA，该变电站有两回35kV电源，一回来自110kV乌峰变电站，一回来自35kV庄家坝变电站；还有屏桥35/10kV变电站，装机容量为22500kVA，该变电站有两回35kV电源，一回来自110kV泼机变电站，一回来自110kV乌峰变电站，该变电站负荷率现在已达60%，现有35kV和10kV出线间隔，距离本矿5km。上述35/10kV变电所属于地方变电所。根据矿井的电力负荷及周边变电站的距离，如果以 10kV电压等级对矿井供电必须选择距离较近的城南35/10kV变电站和屏桥207、35/10kV变电站，其它变电站如庄家坝变电站，因容量较小不能满足对矿井供电。本可研针对矿井供电电源做了两个方案进行比较。矿井电源方案一：一回引自乌峰110/35/10kV变电站，煤矿专用线路电压等级35kV，导线型号LGJ-75，6km；另一回引自泼机110/35/10kV变电站，煤矿专用线路电压等级35kV，导线型号LGJ-75，10km，从而形成双回路供电。矿井电源方案二：一回引自城南35/10kV变电站，煤矿专用线路电压等级10kV，导线型号LGJ-120，6km；另一回引自屏桥35/10kV变电站，煤矿专用线路电压等级10kV，导线型号LGJ-120，4km，从而形成双回路供电。方案208、一的供电线路电压等级为35kV，电源均引自110kV变电站，供电能力较强，供电安全性高，但一次性投资较大，需新建一座35kV变电站，且维护工作量大、较繁琐。方案二的供电线路电压等级为10kV，供电安全可靠性较方案一稍差，供电距离较短，投资较小。方案一、二均能满足供电质量要求，综合考虑本可研推荐方案二。xx县2010年35kV及以上电力系统地理接线见图7-4-1。二、 用电负荷（一）地面660V供电系统负荷估算1、补偿前计算负荷：计算有功功率：513kW计算无功功率：404.93kvar计算视在功率：654kVA功率因数：0.78根据规定对本矿井的无功功率进行补偿，经计算，补偿容量为140kva209、r。2、 补偿后计算负荷计算有功功率：513kW计算无功功率：248.46kvar计算视在功率：570kVA补偿后功率因数：0.92年耗电量：2888640kWh吨煤电耗：9.63kWh/t地面电力负荷计算详见表7-4-1。图7 41xx煤矿供电地理接线图表7-4-1 地面660V电力负荷计算表序号用 电 设 备 名 称电压(V)数量（台）设备容量（kW）需用系数kxCOSTg计 算 负 荷最大负荷利用小时数(h)年耗电量(KWh)备注总的工作的总的工作的有功(kW)无功(kvar)视在(KVA)一660V负荷1空压机房6602 1 220 110 0.60 0.80 0.75 66.00 4210、9.50 82.50 8760 578160 2主斜井皮带6601 1 150 150 0.75 0.80 0.75 112.50 84.38 140.63 3300 371250 3瓦斯抽放泵房6602 1 264 132 0.75 0.80 0.75 99.00 74.25 123.75 3300 326700 4副斜井绞车6601 1 110 110 0.75 0.80 0.75 82.50 61.88 103.13 3300 272250 5风机6602 1 360 180 0.85 0.75 0.88 153.00 134.93 204.00 8760 1340280 6小计8 5 211、1104 682 0.78 513.00 404.93 654.00 7补偿137.60 8合计（地面）0.92 513.00 248.46 570.00 二负荷合计8 5 1104 682 0.92 513.00 248.46 570.00 2888640 三吨煤电耗(kWh/t)9.63 （二）地面380V供电系统负荷估算1、补偿前计算负荷：计算有功功率：247kW计算无功功率：297.22kvar计算视在功率：387.53kVA功率因数：0.64根据规定对本矿井的无功功率进行补偿，经计算，补偿容量为150kvar。2、补偿后计算负荷计算有功功率：247kW计算无功功率：119.63kva212、r计算视在功率：274.44kVA补偿后功率因数：0.92年耗电量：791347.5kWh吨煤电耗：2.64kWh/t风井电力负荷计算详见表7-4-2。表7-4-2 地面380V电力负荷计算表序号用 电 设 备 名 称电压(V)数量（台）设备容量（kW）需用系数kxCOSTg计 算 负 荷最大负荷利用小时数(h)年耗电量(KWh)备注总的工作的总的工作的有功(kW)无功(kvar)视在(KVA)一380V负荷1充灯房及充电变流室3804 4 25 25 0.70 0.70 1.02 17.50 17.85 25.00 7920 138600 2机修间3805 5 30 30 0.30 0.65213、 1.17 9.00 10.52 13.85 2640 23760 3水泵房3804 4 25 25 0.30 0.65 1.17 7.50 8.77 11.54 2641 19808 4筛分系统3805 5 100 100 0.30 0.65 1.17 30.00 35.07 46.15 2640 79200 5坑木房3804 4 20 20 0.40 0.65 1.17 8.00 9.35 12.31 2640 21120 6水处理3807 5 70 70 0.60 0.60 1.33 42.00 56.00 70.00 2640 110880 7照明2202 2 30 30 0.70 0214、.50 1.73 21.00 36.37 42.00 3300 69300 8职工食堂2205 5 35 35 0.60 0.70 1.02 21.00 21.42 30.00 2640 55440 9职工宿舍22060 60 0.60 0.70 1.02 36.00 36.73 51.43 2640 95040 10医务室22010 10 0.50 0.60 1.33 5.00 6.67 8.33 2640 13200 11办公室220100 100 0.50 0.65 1.17 50.00 58.46 76.92 3300 165000 12小计36 34 505 505 0.64 247215、.00 297.22 387.53 13补偿148.05 14合计（地面）0.92 247.00 119.63 274.44 二负荷合计36 34 505 505 0.92 247.00 119.63 274.44 791347.50 三吨煤电耗(kWh/t)2.64 （三）井下供电系统负荷估算1、补偿前计算负荷：计算有功功率：1038.63kW计算无功功率：852.41kvar计算视在功率：1343.63kVA功率因数：0.77根据规定对本矿井的无功功率进行补偿，经计算，补偿容量为262.03kvar。2、补偿后计算负荷计算有功功率：1038.63kW计算无功功率：503.03kvar计算视216、在功率：1154.03kVA补偿后功率因数：0.90年耗电量：2846276kWh吨煤电耗：9.49kWh/t井下电力负荷计算详见表7-4-3。表7-4-3 井下电力负荷计算表号负 荷 名 称电压(V)数量（台）设备容量（kW）需用系数kxCOSTg计 算 负 荷最大负荷利用小时数(h)年耗电量(KWh)备注总的工作的总的工作的有功(kW)无功(kvar)视在(KVA)1 掘1660/1279 8 137.8 136.6 0.50 0.70 1.02 68.30 69.68 97.57 2640 180312 2 掘25 6 5 46.2 45.0 0.50 0.70 1.02 22.50 2217、2.95 32.14 2640 59400 3 皮带大巷660 1 1 80.0 80.0 0.65 0.75 0.88 52.00 45.86 69.33 2640 137280 4 1051工作面1140/66011 11 995.9 995.9 0.65 0.75 0.88 647.34 570.90 863.11 2640 1708964 5 用电负荷统计790.14 709.39 1062.16 6 考虑同时系数后负荷总计27 25 750.63 673.92 1009.05 2085956 7 正常涌水量时的井下总负荷660 3 1 480.0 160.0 0.90 0.85 0.218、62 144.00 89.24 169.41 3300 475200 8 总计30 26 894.63 763.16 1175.92 2561156 9 最大涌水量时的井下总负荷660 3 3 480.0 320.0 0.90 0.85 0.62 288.00 178.49 338.82 2640 760320 10 总计30 28 1038.63 852.41 1343.63 2846276 二吨煤电耗(kWh/t)9.49 （四）全矿用电负荷统计计算有功功率：1798.63kW计算无功功率：871.12kvar计算视在功率：1998.47kVA年耗电量：6526263.5kWh吨煤电耗：2219、1.75kWh/t三、 供配电系统（一）地面供配电该矿地面660V供电系统选用S11800kVA，10/0.69kV型变压器二台；380V供电系统选用S11250kVA，10/0.4kV型变压器一台；行政福利区选用NXB10性箱式变电站一台，电压等级380V、220V，地面供电采用中性点接地系统。在工业场地新建一变电所，安装10kV高压开关柜16面，开关柜选用KYN2812系列，采用VD4型真空断路器，该煤矿供电方式采用单母线分段式供电，保证重要负荷用电可靠性。进线柜要求装设过电流、电流速断、限时电流速断、失压保护；出线柜要求装设过电流、电流速断保护等。供井下用电的线路上应增加有选择性的检漏保220、护装置；以提高井下供电的可靠性和安全性。工业广场重要负荷区供电，经1号、2号变压器配出低压屏13面，开关柜选用GGD2系列，分别供副斜井绞车、风机、空压机、主井皮带机、瓦斯抽放泵房等负荷用电。采用单母线分段式供电，正常情况下，母联开关打开，两段母线同时供电，变压器采用分列运行方式。进线柜要求装设过电流、电流速断、限时电流速断、失压保护；出线柜要求装设过电流、电流速断保护等。生产区供电，经3号变压器配出低压屏5面，开关柜选用GGD2系列，分别供锅炉房、机修坑木房、水处理、充电变流室、以及工业场地照明等负荷用电。进线柜要求装设过电流、电流速断、限时电流速断、失压保护；出线柜要求装设过电流、电流速断221、保护等。生活区供电，经箱式变电站供办公楼、宿舍区、食堂等负荷用电。进线柜要求装设过电流、电流速断、限时电流速断、失压保护；出线柜要求装设过电流、电流速断保护等。（二）井下供配电该矿井为高瓦斯矿井，井下局扇选用KBSG100型矿用变压器一台，为专用变压器，电压等级660V；井下掘进、水泵等负荷选用KBSG500/10型变压器二台，电压等级660V；选用KBSGZY800，10/1.2kV型变压器一台，供采区负荷，电压等级1140V，另选用KBSG500/10型变压器一台，供采区运输大巷负荷，电压等级660V，井下为中性点不接地系统。根据采区设备布置图，井下负荷主要集中在主排水泵、1051工作面，222、1号掘进面、2号掘进面。井下供电方式采用直联干线式供电。1051工作面为普采工作面，工作面设备电压等级为1140V，配备变压器一台，供采区负荷。水泵、掘进负荷分开。因为该矿井为高瓦斯矿井，局扇风机采用双回路供电，为专用线路、专用变压器、专用开关供电，实现“三专两闭锁”。井下用电设备电压等级采用660V或127V，照明电压采用127V。7.5. 通信、监控及计算机管理一、安全、生产监控与矿井自动化煤矿安全监测系统是连续监视井下被监视地点的安全环境、安全状态并及时发出警报和解除一定危险性的高技术智能系统。设置安全监控系统可以实时监测、监控上述的安全隐患，及时发现异常状况，防止事故产生或把事故减小到223、最小范围。在矿办公楼内设计算机监控管理中心，选用KJ90NB型煤矿综合监控系统，该系统由风机房分站、核子称监测、井下网分站等部分组成。在采区工作面，掘进头，运输大巷，回风巷等处设置瓦斯、风速、负压、一氧化碳等监测设备，系统主机实时巡检分站采集数据，对采集到的数据进行判断处理，如有异常可根据设定进行报警、断电控制，并将处理后的数据通过地面局域网发送到各级领导及各部门的多媒体终端。二、 通信与计算机现在xx县已建有中国电信、中国联通、中国移动的本地光纤传输环网和移动通讯基站。通信网络健全，通信保障安全可靠。矿井行政通信采用40门市话，解决矿井对外通信及内部之间的联系，采用虚拟网方式接入xx电信局。224、矿井生产调度通信系统是安全生产、调度指挥的核心负责指挥全矿的安全生产等任务，本设计选用C&C08型112门数字程控电话交换机作为矿井调度总机。以“用户小交换机”方式与生产管理电话系统联网。另外矿用电话耦合器使下井用户电路变为本质安全型，符合矿井安全规程的要求。上述功能使C&C08型数字程控电话交换机能够较好的满足矿井生产调度的需要。设置4路中继与电信通信，井下设置无线泄漏通信系统。在矿办公室内建立由管理层、数据接口层构成的计算机管理系统。根据生产管理的需要，配置生产计划、劳资计划、销售计划、安全计划、材料物资供应、固定资产管理、财务与成本中心、人力资源等软件模块。建立计算机管理系统网络，采用1225、00Mbps的Ethernet(以太网)交换机，网络结构为星形，主干网络采用光缆传输方式。该网络与煤矿各监控系统联网，形成一个多层次、多媒体的煤矿数据通信网络。7.6. 给排水一、供水水源（一）项目区水资源条件本区属长江水系支流乌江上游六冲河流域，区内主要的河流有麻园河、泼机河、以萨河。以萨河位于矿区西北部，距矿区西部边界最近距离约300m，河床最低高程+1420m，雨季时最大流量56m3/s，旱季时最小流量为0.3m3/s。在矿区北侧外围的陈贝屯村有1小水塘，高程+1600m，长150m，宽65m，面积9750m2，因没有地表水流的补给，仅靠雨季的雨水补给，水深一般小于1m，蓄水量小于1万m226、3，且位于C5b煤层露头线以下，不会对矿床开采造成影响。地表水体主要以以萨河为主，另有2条与其近垂直的冲沟发育并穿越矿区，沟水具季节性。矿区一带山体相对稳定，无较大规模的地质灾害发生，矿床开采过程中未引起采空区地面变形和塌陷现象，对地质环境未造成大的影响。区内无重大污染源，无地温异常现象和放射性元素的危害，含水层地下水水质较好。（二）水资源状况本区属长江水系支流乌江上游六冲河流域，区内主要的河流有麻园河、泼机河、以萨河。区内河流现状功能主要为农灌，无饮用功能。根据现场调研及资料收集，矿区排污口上游目前尚无较大的工业开发活动，主要是煤矿矿坑水排放和农村生活污水及农田面源污染为主。本矿供水水源选用227、地下水。（三）纳污水体概况煤矿建成后污水排放到河内，不会使污水、废水直接由裂隙、溶隙、岩溶洼地进入地下水；也不会由塌陷或裂隙进入地下水。主要纳污河流坡射沟及马尿河，由于排污口处于山脚，河水侧向渗透性强，与下游第四系潜水呈互补关系，如不对沟壁进行衬砌，污水、废水将向侧向渗入补给污水第四系地下水。为防止污染，建议煤矿污水排水口及下游500m沟道两侧衬砌，这样可以保障污水不影响地下水水质。（二）水源选择根据xx煤矿勘查报告，P2c含水层取样分析的结果，所取的P2c含水层地下水均符合生活饮用水卫生标准（GB574985）要求。按SiO2折算偏硅酸（H2SiO3）含量达10mg/l，已达到一般矿泉水的要228、求。选择矿坑水做为矿山供水水源，水量较容易满足。勘查报告推荐矿坑水作为供水水源。因此本设计采用P2c含水层地下水做为矿区供水水源。二、主要设计依据（一）煤炭工业小型矿井设计规范（GB503992006）；（二）建筑给排水设计规范（GB500152003）（三）室外给水设计规范（GB500132006）（四）室外排水设计规范（GB500142006）（五）煤矿井下消防、洒水设计规范（GB503832006）（六）工业企业设计卫生标准（GBZ1）三、给水工程（一）用水量计算根据国家有关规程、规范，并结合当地的具体情况，对矿井各项用水量进行计算，设计结果见附表761。表761 xx煤矿用水量计算表序229、号用水项目用水人数用水标准用 水 量备 注一昼夜最大班 单位数量一昼夜（m3/d)小时不平衡系数最大小时数（m3/h)计算流量（L/S）一生活饮用水414114L/人班156.232.30.6515-20L/人班二食堂用水414114L/人餐108.320.80.2310-15L/人餐三浴室用水41411440.934.09.441淋浴用水414114L/个h54021.6130.88.55每个淋浴器540L/h2池浴用水414114m3/班6.4419.313.20.89浴池面积0.7m四洗衣房用水414114L/d2980829.81.53.71.0460L/kg 1.2kg/人五地面防尘230、用水L/d1500015.011.30.35估算为10m3/d六绿化用水L/d1500015.00.81.00.281-2L/日绿化面积小 计115.243.112.0一至六项合计七其它用水m3/d11.511.510.50.13一至六项10%八井下综合防尘用水m3/d299.2112.53.461湿式钻眼m3/d49.62采煤机m3/d11923放炮喷雾m3/d24.84净化水幕m3/d946.85冲洗巷帮m3/d10455水炮隔断m3/d1九井下消防用水L/S7.5162.027.07.50火灾延时按6h十消防及防尘洒水总用水量553.4十一地面消防用水L/S15108.0108.015.231、00108m3/次 正常用水量425.9最大用水量695.9191.138.08矿井生产、生活正常用水量为425.9m3/d，最大用水量为695.9m3/d，地面消防用一次消防用水量为108 m3；井下消防用水量为7.5L/s，一次消防用水量为162 m3；井下消防及防尘总用水量为553.4 m3/d；其它用水量为11.5m3/d。（二）供水方式与水源地工程1、供水方式（1）输水管网输水管网的选择，尽量缩短管线的长度，尽量避开不良地质构造（地址断层、滑坡等）处，尽量沿现有或规划道路敷设。减少拆迁，少占良田，少毁植被，保护环境。（2）调蓄构筑物煤矿生活用水以地下水水源取水。生活水池位于+1690232、.00m标高处，水池为方形，砖砌结构，地上式，LhW=20104。生活水池高出工业场地内最高用水设施约30m，供水系统采用自流式，工业场地各生活设施用水点可直接由生活水池通过管路利用重力自流供给。煤矿工业用水水源取自处理后的井下水。经处理后的井下水汇集到消防水池。高位水池高出工业场地内最高用水设施约30m，供水系统采用自流式，工业场地各地面生产用水点、地面消防用水以及供井下消防及防尘用水可直接由生产水池通过管路利用重力自流供给。主、副斜井、回风斜井井底、采区上、下车场、井下消防材料库、变电所附近安设SN50消防栓，供消防使用。采、掘工作面，运输机装载点、溜煤眼下口各装矿车点设洒水器和喷雾器。在233、距回采工作面50m内的回风巷设净化风流水幕。主石门区段平巷、运输巷、回风巷、人行上山、轨道上山、回风石门每5060m设置三通及阀门，以便连接软管冲洗巷帮。根据开采深度不同，在管路上设调压阀和调压板，使洒水点的压力保持在0.30.5MPa。（3）管材及管道敷设生活水池供水管道管径DN100采用焊接钢管，生产水池供水管道管径DN100采用焊接钢管，采用法兰连接。生活用管径采用PPR给水塑料管，采用热熔连接。管道埋地敷设，埋设深度应大于0.7m，采用沥青进行防腐。室内供水管道采用PPR给水塑料管，采用热熔连接。室内排水管道采用UPVC排水塑料管，采用承插粘接。浴室用水选用双管淋浴供水系统。（4）系统234、图给水系统详见图761。2、水源地工程本项目为扩建项目，煤矿在主井和风井之间已经建有两个高位水池，标高+1690m，水池容量各为400m3，一个供井下消防用，一个供地面生产生活用水。基本满足煤矿生活用水需求，设计采用煤矿现有水池。四、排水工程矿井污水和废水主要来源于日常生活的盥洗。即洗涤生活废水，粪便污水以及矿井井下排水等。生活中产生的盥洗、洗涤废水直接排放，粪便污水经过化粪池处理，食堂污水、车库洗车污水、机修间污水、经过隔油池处理后排放。井下水处理主要是去除水中的悬浮物。以达到污水排放标准（GB89781996）中的第二类污染物的二级标准。处理后的水可供生产、绿化用水和农田浇灌。（一）室外排235、水工程1、污水的来源、性质和水量（1）生活污、废水生活中产生的盥洗、洗涤废水直接进入生化处理设施；机修、食堂产生的污水经隔油池隔油处理后进入生化处理设施；粪便污水直接进入生化处理设施。生化处理设施选用THT全自动一体化小型生活埋污水处理设备1套，主要技术参数为：处理流量10 m3h进水BOD5200mg/l，出水BOD520 mg/l进水SS200 mg/l，出水SS70 mg/l出水PH值69。各类处理后污废水统一经工业场地排水沟就近排放。生活污水采用UPVC管。室外管道采用埋地敷设，埋设深度0.7m。（2）矿井井下排水矿井井下排水量正常时101m3 / h，最大时169m3 / h。矿井井236、下水浊度、色度较高，须处理达标后方可排放，处理主要是去除悬浮物及降低色度，以达到污水综合排放标准（GB89781996）中的第二类污染物的一级标准。处理后的井下水作为矿井井下消防及防尘洒水用水的水源。2、污水处理设计采用隔板反应平流沉淀池联合构筑物对井下水进行处理。井下水处理工艺流程如下：投加混凝剂 井下排水 隔板反应池 平流沉淀池 生产水池 设计参数如下：（1）表面负荷率 q=0.6mms=51.84m3m2d（2）沉淀池停留时间 T1=1h（3）反应时间 T2=20min（4）反应池流速 Vn=0.50.2ms（5）沉淀池水平流速 V=3mms经设计计算，隔板反应平流沉淀池联合构筑物长宽高237、： LBH=15.4m5.5 m3.0m，钢筋混凝土结构。混凝剂选用碱式氯化铝（PAC），投加量为3050mgL。助凝剂选用聚丙烯酰胺（PAM），投加量为510mgL，计量泵投加。加药装置选用WA0.51型一台，搅拌机功率N=0.75kW，计量泵功率N=0.09kW。加药装置设于加药间内，加药间为砖混结构，长宽高： 3.0m3.0m3.0m。处理后的井下水经工业水泵房送至生产水池，剩余部分经工业场地排水沟就近排放。（二）建筑给水排水工程室内供水系统采用下行上给式。利用生产生活高位水池（池底标高+1690m）自流入室外管网供给各用水单位用水。对水压偏离的管段用减压阀进行局部调节。室内排水直接排入238、室外排水沟。室内供水管道采用PPR给水塑料管，采用热熔连接。室内排水管道采用UPVC排水塑料管，采用承插粘接。浴室用水选用双管淋浴供水系统。四、井下消防、洒水工程（一）设计水量、水压根据各用水设备的防尘、洒水用水量，计算该矿每昼夜防尘、洒水用水量为299.2m3。计算结果见表762。表762 井下综合防尘用水量计算表序号用水项目数量单位耗水量昼夜用水时间 (h)昼夜用水量 (m3d)1湿式钻眼45.0L/min89.62采煤机1320L/min101923放炮喷雾220L/min24.83净化水幕载点、煤仓、溜煤眼35L/min1614.4运输大巷65L/min1832.44冲洗巷帮等1025239、L/min3455水炮断绝1.0井下综合防尘需水量299.2（二）井下消防用水量设井下火灾同时为一次，其延续时间为6h。用水量7.5Ls，则一次火灾需用水162m3。（三）矿井消防及防尘洒水总用水量Q=K（Qx+Qd）式中：K富余系数：取1.11.2Qx井下消防用水量Qd井下洒水日用水量（m3/d）Q=1.2（162+299.2）=553.4 m3/d。五、水力计算（一）管道选型1、管径计算，按下式进行计算。dp=0.0188 dp管道内径m；QH最大用水量m3/h；Vp计算流速m/s。 2、壁厚计算j+2.5j= 式中：设计采用的钢管壁厚（mm）；j设计计算水压算各处的理论管壁厚度（mm）；240、2.5考虑到制造壁厚公差及腐蚀裕度的附加值（mm）；P最大计算水压（MPa）；设计取各用水点处最大静压，计算结果见表764。d管道内径（mm） 钢的最大许用应力（MPa）；普通钢为113，优质钢为133；焊缝系数；无缝钢管取1.0，焊接钢管取0.8。计算结果见表763管径计算表。表763 管径计算表管路名称流 量（m3/h）流 速（m/s）管道内径（m）壁厚（mm）选用管材型号使用地点主管23.062.00.0642.68893.5回风大巷干管11.51.20.0212.58323主斜井干管22.00.064893.5副斜井支管11.51.20.0213231051回风斜巷支管21.51.20241、.0213231051轨道斜巷支管320.71.20.078893.51051运输斜巷支管41.51.20.0212.573231052运输斜巷支管51.20.0782.69893.51052轨道斜巷支管61.51.20.0213231053运输斜巷支管71.20.078893.51053轨道斜巷（二）水力计算1、单位长度水头损失 V1.2m/s时 i=0.000912（1+）0.3V1.2m/s时 i=0.00107式中 i管道单位长度的水头损失（mm/m）；v水的计算流速（m/s）；dj计算管道内径（m）；2、软管水头损失 i=0.000313、局部水头损失计算：（1）巷道及井筒内的长距离242、管道按沿程水头损失的10%计算。（2）水源、水处理站及加压泵站硐室内的管道应按管件逐个计算，然后累加。（3）主管支管的局部水头损失按沿程水头损失的10%计算：4、井下消防、洒水管道系统中某一点的水压值应按下式计算： P=10-6 r（Zh）gP式中 P管道系统中某计算点的计算水压值（MPa）；r水的容重（1000kg/m3）；Z位置水头差，为计算点至该点管道上游已知点（如减压阀、水池计算水面或加压泵出口）之间的几何高差（m）；h从上游已知点至计算点之间的管道水头损失（m）；g重力加速度，9.81m/s2；p0已知点的水压（MPa），可为系统加压水泵的出口压力或减压阀后的水压。各用水点最大静压值243、计算结果见表764。表764 各用水点最大静压值表用水点出水口标高(m)用水点标高(m)高差(m)水头损失(m)最大静压(Mpa)回风大巷最远端+1690+1625656.2250.5766主斜井最远端+1690+1603876.4640.79011052轨道斜巷+1690+1625658.5360.55401052运输斜巷+1690+1625653.1040.6072（三）设计中选回风大巷、主斜井、1052轨道斜巷、1052运输斜巷4个点供水最远点计算水头损失。计算结果见表764。确定最不利配水点为1052轨道斜巷最远端供水点。（四）水压选取。 各类设备要求水压项 目水压备注MPamH2O凿244、岩机、煤电钻0.2 20凿岩机风压为0.60.7MPa水压不应1.6MPa加压泵站水箱或水池入口0.022.01.6MPa需减压喷雾设备1.0100直接接入喷雾设备时不小于1.0Mpa 消火栓口0.351.035100出水压0.5MPa时应采取减压措施消防洒水管道静水压4.0400井下系统中最不利配水点为1052轨道斜巷最远端供水点，其最大静压值为0.5540MPa；井下供水系统中各用水点静压值不应低于0.35MPa，最不利配水点静压值0.5540Mpa0.35Mpa，因此设计采用高位水池自流给水可满足井下供水的需求，对于消火栓栓口水压超过0.5Mpa的应采用减压阀进行减压。7.7. 采暖通风245、与空调一、概况（一）气象资料矿区属亚热带高原山地季风气候。据xx县气象局提供的气象资料，区内年平均气温为11.3，极端最高气温34.8，最低气温7.1；年平均降雨量913.4mm，日最大降雨量153.4mm，610月为雨季，降雨量占全年降雨量的80.2%；年平均相对湿度为83%；冬季冰冻时间较长，每年11月至次年3月为冰冻期；全年主导风向为西北风。（二）室内外气象参数1、冬季采暖室外计算温度：1；2、极端最低平均温度：7；3、冬季通风室外计算温度：6；4、夏季通风室外计算温度：26；5、夏季空调室外计算温度：28.7；6、年平均相对湿度：83%；7、室外平均风速：2.7ms；8、大气压力：冬季246、 849.2hPa； 夏季 843.5hPa；9、年采暖天数：（低于5的天数）90天；10、采暖室内计算温度：办公室及居住建筑：18； 11、浴室及更衣室：2325。二、热负荷计算（一）采暖主要采暖建筑为单身宿舍以及联合建筑内的办公室、浴室、更衣室等部位。各建筑采暖耗热量计算详见表771。表771 工业场地建筑物耗热量计算表序号建筑名称室内采暖计算温度（）采暖建筑物体积（m3）采暖体积热指标w/m3.K室内外计算温差（）耗热量（W）备注行政、公共建筑1办公室联合建筑1822321.319548392单身宿舍186001.319137093浴室、更衣、门诊所2510001.52639202合计1247、07759（二）热水供应热水主要供应单身宿舍及浴室，少量供应食堂及洗衣房，设计供水温度65，设计冷水温度6。1、浴室用水量浴室用水量按最大班入浴人数106人，每次按30min计，热水用水指标60L/人班，则最大小时热水量：Qh =12.72m3/h，设计小时热水耗热量为：Q=Qh(trtl)c=12720(657.1)4.19=3085885kJ/h=857190W。2、单身宿舍用水量单身职工计算人数按全矿出勤人数的95计。由于设有浴室，单身宿舍内以日常盥洗为主，热水用水指标取低值，为35L/人d，小时变化系数3.0，则最大小时用水量：Qh=1.175m3/h，设计小时热水耗热量为Q=Qh(t248、rtl)c=285056kJ/h=79182W。3、食堂用水量煤矿总人数414人，热水用水指标7L/人次，用水次数3次，用水时间6h，则热水耗热量为：Qh=1.449m3/h，设计小时热水耗热量为Q=Qh(trtl)c=3515289kJ/h=976469W。4、洗衣房用水量洗衣房热水定额按规范取为20L/kg干衣，干衣量同用水量计算为309.6kg/d，用水时间6h，则热水耗热量为：Qh=1.03m3/h，设计小时热水耗热量为Q=Qh(trtl)c=249879kJ/h=69411W。5、耗热量合计以上耗热量合计2090011W。三、供热方式为创造正常的劳动、工作和生活条件，保护职工的身体健249、康，在生产及辅助生产、行政办公、生活福利建筑内设置集中采暖。按照建筑物性质、用途和特点，行政办公、生活福利和采暖设备采用暖风和散热器，热媒采用0.07MPa低压蒸汽。在矿井工业场地设一个集中供热锅炉房统一采暖供热。四、锅炉房设备（一）锅炉房设备本矿井锅炉供热对象包括浴室、更衣室、食堂、洗衣烘干等。根据锅炉房设计规范(GB5004192)，锅炉台数不少于2台，本设计拟选用DZL21.25AII型蒸汽锅炉2台。一台备用，一台运行。锅炉采用本矿的原煤，燃煤采用手推车倒入炉前给煤提升斗，出渣采用刮板出渣机，由手推车运至室外渣场。锅炉采用旋风除尘器，采用人工除灰，手推车外运。烟囱高度30m，烟囱口径直径250、=350mm。锅炉烟气排放浓度达到环境质量标准要求。锅炉水处理选用QN2型不锈钢全自动软水器一台，软水量2 m3/h。选用一台4m3 的软水箱。采用两台给水泵，一台蒸汽泵作为备用泵。（二）洗衣房设备工业场地设洗衣房一座，洗衣房按井下工人最大班人数三班工作，每班工作8h设计，工业场地洗衣房洗衣设备选用XTQ50型全自动洗衣脱水机一台，烘干设备选用ZHG50型自动烘干机一台。五、井筒防冻（一）概况据气象资料，xx煤矿极端气温记录为-7.1 +34.8%，冬季冰冻时间较长，每年11月至次年3月为冰冻期。如果井筒防冻问题解决不好，矿井井筒因淋水遇低温空气而结冰，坠冰将砸坏提升系统，并导致伤亡事故。煤炭251、工业矿井设计规范（GB502152005）规定：“当采暖室外设计温度等于或低于-5地区的进风斜井或低于-6地区的进风平硐，当有淋邦水、排水管和排水沟时，应设置空气加热设备。”将部分空气经加热设备加热，使热风与冷空气混合后进入井下的空气温度不低于2，达到井筒防冻的目的。（二）井筒防冻方式目前,国内常用的井筒防冻形式主要有以下几种：1、不设通风机，冷热风在井口房混合密闭井口房，在矿井主通风机的作用下，井口房内的压力低于室外的压力，从而使总进风量的大部分通过加热器加热，温度提高到1530，进入井口内与进风量中的另一部分冷空气混合后，达到2，进入井下。采用这种暖风方式时，应尽量将加热器布置在冬季主导风252、向的迎风一侧。2、设通风机 ，冷热风在井口房混合密闭井口房，用通风机驱使矿井总进风量的大部分通过加热器，使空气加热到3050，然后进入井口房与另一部分进风量混合，达到2， 借矿井的负压进入井下， 3、设通风机 ，冷热风在井筒内混合将矿井总进风量的一部分通过加热器使其温度提高到4070后，在井筒内与另一部分进风量混合成2。由于有通风机输送，因此加热器的利用率较高，加热器配置的数量较少。热媒多采用蒸汽或高温水，为节省热能，推荐采用高温水。热水初温应达到130。有风机方案由于气流通过加热器流速较高加热器传热系数较大，因而所需加热器的散热面积较少，且系统可靠。鉴于本矿井主、副井均为斜井，井口房不易封闭253、，最低气温为-7.1，所需加热风量不大，故设计采用热媒130高温水，采用通风机使矿井总进风量的一部分通过加热室内的加热器，将空气加热后，通过热风道冷热风分别在主、副井筒内混合的方式。 因此根据xx煤矿的特点，矿井总风量47m3/s，设计加热的风量为8.56 m3/s，室外空气计算温度-7；空气加热至20，热介质为热水，热水初温130，回水温度70 。（三）热交换器选型计算1、需要加热的部分风量为Q =8.56m3/s 2、空气通过加热器的风速：空气通过加热器的质量流速取6kg/（m2s）；-7 空气的密度为1.32kg/m3，则空气通过加热器的风速V= 4.5m/s3、热交换通风净面积： Si254、=Q/ V=8.56/4.5=1.9m24、选热交换器（1）选取GL型-4-10-600型热交换器，其通风净截面积Sj=0.134m2，则需要热交换管根数14根，其实际的空气质量流速8.43kg/（m2S）。（2）选取GL型-4-10-750热交换器，其通风净截面积Sj=0.167m2，则需要热交换管根数11根，其实际的空气质量流速6.8kg/（m2S）。5、加热空气所需的热量加热至20时为180.3kw6、热交换器的实际散热量（1）GL型-4-10-600型散热面积（双排）：7.82m2；当取实际的空气质量流速Vr =4.0kg/（m2S）、预选水流速度W=0.3m/s时：计算所需的热量24255、6kw。当取实际的空气质量流速Vr =4.0kg/（m2S）、预选水流速度W=0.2m/s时：计算所需的热量197.1kw。（2） GL型-4-10-750型散热面积（双排）：9.72m2当取实际的空气质量流速4.0kg/（m2S）、预选水流速度0.3m/s时：计算所需的热量300kw。当取实际的空气质量流速Vr =4.0kg/（m2S）、预选水流速度W=0.2m/s时：计算所需的热量245kw。7、热交换器的富裕量（1）GL型-4-10-600型当取实际的空气质量流速Vr =4.0kg/（m2S）、预选水流速度W=0.3m/s时，热交换器的富裕量为36.4%。当取实际的空气质量流速Vr =4256、.0kg/（m2S）、预选水流速度W=0.2m/s时，热交换器的富裕量为9.3%。（2） GL型-4-10- 750型当取实际的空气质量流速Vr =4.0kg/（m2S）、预选水流速度W=0.3m/s时，热交换器的富裕量为66.4%。当取实际的空气质量流速Vr =4.0kg/（m2S）、预选水流速度W=0.2m/s时，热交换器的富裕量为35.9%。根据上述预选热交换器可知：当取实际的空气质量流速4.0kg/（m2S）、预选水流速度0.2m/s时，GL型-4-10-750型较为合适，其热交换器的富裕量为35.9%。热水在热交换器内的流速验算流速为0.35m/s，大于0. 2m/s，符合要求。故需257、要GL型-4-10-750型6台。（四）井筒热风口断面井筒热风口断面的尺寸经计算为1.07m2，热风加热房面积40m2，砖砌体。（五）选风机加热风量为8.56m3/s=8.563600=30816m3/h ；选用4721110C型。技术特征：n=1000转/分；H=153138mmH2O；Q=2780035200m3/h；电机型号JO2624，N=17kw。（六）空气加热室设备布置见图771。 图771 空气加热室设备布置示意图六、室外热力管道根据总图布置情况，锅炉房至各用户的热水管采用无缝钢管，尽量采用室外地沟敷设，在部分特殊地段沿建筑物架空敷设，所有蒸汽管道和热水管采用岩棉保温，岩棉厚50258、mm，表面采用玻纤布进行保护，保护层外刷调和漆，并绘制出管内介质的流向，在管道安装时考虑伸缩措施。7.8. 地面建筑一、设计原始资料和建筑资料（一）交通位置xx煤矿地处xx煤矿区南部井田中段（北）的南部外侧，xx县城东南125方向，平距约5.5km处，行政区处于xx县乌峰镇境内。地理极值坐标：东经10451181045618；北纬272338272450。面积3.9619km2。xx至贵州省毕节市的省级公路从矿区西北部通过，距xx县城约7.5km，距内昆铁路彝良大寨站约210km，距威宁站约180km，交通十分方便。煤矿周边区域公路交通情况可详见“交通位置图” 。（二）设计依据矿井生产规模和在259、籍职工人数。煤炭工业小型矿井设计规范。（三）人员本矿生产能力为300kt/a，原煤生产人员385人，最大班生产人数69，最大班出勤人数96人，管理人员8人，全矿在籍人数414人。（四）气象条件区内属亚热带高原山地季风气候。据xx县气象局提供的气象资料，区内年平均气温为11.3，极端最高气温34.8，最低气温7.1；年平均降雨量913.4mm，日最大降雨量153.4mm，610月为雨季，降雨量占全年降雨量的80.2%；年平均相对湿度为83%；冬季冰冻时间较长，每年11月至次年3月为冰冻期；全年主导风向为西北风。（五）工程地质及地震资料按建筑抗震设计规范（GB500112001），该区抗震设防烈度260、为6度，设计基本地震加速值为0.05g，第一组。（六）建筑材料与构配件按就地取材的原则，主要建筑材料砖、石灰、毛石、砂等尽量采用当地及附近生产的产品。钢材、水泥从县城采购，构配件原则上采用现浇。二、工业建筑物与构筑物（一）设计原则1、在满足生产工艺要求的前提下贯彻标准化，模数化。2、工业建 ( 构 ) 筑物力求建立统一的建筑风格，施工图设计时对立面设计外部装修作统筹安排，力求美观，协调和统一。（二）主要建（构）筑物的结构形式工业建筑物及构筑物的建筑面积，结构型式，主要是根据生产工艺的要求、服务年限、防火等级、规范要求等条件确定的。如：主要工业建、构筑物，根据坚固、适用、经济和美观的原则，采用现261、浇钢筋混凝土结构，钢筋混凝土独立基础；其它工业建、构筑物采用砖混结构，毛石基础；给排水结构为现浇钢筋混凝土结构，钢筋混凝土基础。（三）建（构）筑物的面积指标工业建筑及构筑物的面积尺寸根据煤矿生产实际需要确定，工业建、构筑物，具体详见“工业建筑物、构筑物特征表” （表781）。三、行政、福利建筑（一）设计原则1、联合建筑按生产工人的人流路线依次布置任务交待室、更衣室、浴室、矿灯房、自救器发放室等，使直接生产人流少重复进出。2、建筑单体的设计原则是美观，大方，体现现代化矿井的建筑风格，作好在保证工艺要求前提下的空间组织，注意建筑造形和色彩的协调，并配合绿化设计，使矿井有一个惭新的面貌和宜人的环境。262、3、矿井有多种类型的建筑物，体量大小不一，形式多种多样。在精心设计的同时，还要考虑整个工业场地风格的统一，构造做法的统一，建筑物配件形式规模的统一。（二）各项建筑物面积根据本矿生产能力为300kt/a，原煤生产人员385人，最大班生产人数69，最大班出勤人数96人，管理人员8人，全矿在籍人数414人。参考煤炭工业小型矿井设计规范, 本矿井行政、生活福利建筑面积计算如下：矿办公楼：按管理人员平均24m2计算为：824 m2=192m2浴室及更衣室：按每人平均建筑面积1.8m2计算，人数按原煤生产人员在籍人数385计算为3851.8=693 m2浴室计算：矿井入浴人员：原煤生产工人考虑在井口入浴，263、井口浴室按50池浴，50淋浴考虑。入浴人数中，男职工按95考虑，女职工按5考虑。矿井管理人员及其他人员入浴人数，男职工按90考虑，女职工按10考虑，救护队入浴人数全部按男职工考虑。总入浴人数：961.35=129.6人，取130人女职工按入浴人数的5%计，则女职工入浴人数为：1305%=6.5人 取7人男职工入浴人数为：1307=123人女职工每2人设一个淋浴器，共4个男职工每8人设一个淋浴器，共15个淋浴器总数为：15+4=19个更衣柜个数计算：更衣柜个数按原煤生产人员在籍人数计算，为385个。其中：男更衣柜：378个，女7个浴池设施：按矿井最大班人数96人乘以不均匀系数1.35倍计算。男浴264、室池浴净面积：130500.2m2人13m2男洗脸盆数量：10个，女洗脸盆数量：4个合计：浴池净面积13m2，淋浴器23个，洗脸盆14个。具体详见“井口浴室设备数量表”（表781）表781 井口浴室设备数量表项目名称单位设计数量采用数量备注男浴池净面积m21313男淋浴器个数个1515女淋浴器个数个44男更衣柜个数个378378女更衣柜个数个77任务交待室：按每队150m2考虑。矿灯房、自救器发放室：按原煤生产人员在籍人数385的1.35倍计算，灯房人均0.26m2；自救器每台0.06m2。灯房、自救器发放室：（3850.26）+（3850.06）1.5+120= 155.04m2食堂：按住矿265、职工在籍人数，每人1.8m2计算为661.8=118.8m2，取120m2。厕所：30m2单身宿舍：按全矿在籍总人数414人计算，职工单眷比按8：2考虑，则单身职工人数取331人，住矿单身人数按20%计算，取为66人，人均10m2，计算面积为：6610=600m2。行政、生活福利建筑，具体详见“行政、生活福利建筑物及构筑物特征表”（表782）。本矿大部分建筑属丙等，外装修为清水砖墙，原浆勾缝。行政公共建筑属丙等，外装修可采用涂料墙面。屋面防水采用塑料油膏防水面层。厂房通风一般均利用门窗自然通风。四、居住区 住宅及其公用设施依托社会解决。表782 建筑物及构筑物特征表顺序工 程 名 称建 筑 指266、 标檐高或均高m基 础结构类 型墙 身地 面楼板屋 顶屋面门窗卫生设备备 注建筑面积m2建筑体积mmm长度m构造类型埋深m内 墙外 墙屋架或屋盖保温材料及厚度mm通风采暖上下水12345678910111213141516171819202122一建筑物及构筑物1机修间、矿车修理间552.336.0156.037.266.0独立基础1.8框 架240砖墙240砖墙水泥彩钢瓦钢钢设2消防材料库、器材库29724123.6243.6毛石条基0.8砖 混240砖墙240砖墙水泥彩钢瓦钢钢设3坑木房113.112.09.04.2124.2毛石条基0.8砖 混240砖墙240砖墙水泥彩钢瓦钢钢设4油脂库267、46.427.263.67.23.6毛石条基0.6砖 混240砖墙水泥彩钢瓦钢钢设5通风机房951564154.0毛石条基0.6钢筋砼水泥钢筋砼钢钢6地面变电所227.519.610.654204.0毛石条基0.8砖 混240砖墙240砖墙水泥钢筋砼钢钢设7地磅房39.18943.6毛石条基0.8砖 混240砖墙240砖墙水泥钢筋砼钢钢设8炸药库、雷管库32953.693.6毛石条基0.8砖 混240砖墙240砖墙水泥钢筋砼钢钢设9空气压缩机房147.8714.2103.614.23.6毛石条基0.8砖 混240砖墙水泥钢筋砼钢钢设10加药间174.23.63.64.23.6毛石条基0.8砖 268、混240砖墙240砖墙水泥彩钢瓦钢钢设11反应沉淀池2082583.515.03.512主井输送机栈桥963232.2322.2框 架水平长13转载站366.06.06.06.06.0砼独立基础1.8框 架二层14转载输送机栈桥337.73104.03.02.21042.2人工挖孔桩6.0框排架水泥梯形钢屋架彩钢瓦15筛分楼45.187.06.019.67.019.6独立基础1.8框 架240砖墙240砖墙水泥砼钢筋砼钢钢设三层16块煤输送机栈桥7525.03.02.225.02.2人工挖孔桩6.0框排架水泥梯形钢屋架彩钢瓦17绞车房94.61094.5104.5独立基础1.8框 架240砖墙269、240砖墙水泥砼钢筋砼钢钢设18瓦斯抽放站175.52473.3243.3毛石条基0.8砖 混240砖墙240砖墙水泥彩钢瓦钢钢设19800m矩形水池800采用合 计（不含水池）2635.38二行政及生活福利设施1办公楼2232三层、采用2单身宿舍600采用3灯房、浴室、任务交待室100021.297.53.321.2919.8独立基础2.0框架240砖墙240砖墙水泥钢筋砼钢钢设六层、新建4食堂、综合服务部120采用5厕所24.8463.93.663.6毛石条基0.8砖混240砖墙水泥彩钢瓦钢钢设2座6锅炉房19.74.24.24.54.24.5毛石条基0.8砖混240砖墙240砖墙水泥彩钢270、瓦钢钢设2座7仓库71.547.069.563.6采用8煤质化验室45.207.26.03.0设在办公楼内小 计4068.08总 计6718.608. 节能减排8.8.1. 节能标准和节能规范一、节能标准和节能规范国家对能源实行的是开发和节约并重的方针，设计认真贯彻落实国家节能方针，从降低能源消耗，提高经济效益出发，通过合理采用既节约能源又有经济效益的新技术、新工艺、新产品和新经验，达到以最小的能源消耗取得最大的经济效益之目的。节约能源是促进国民经济可持续发展的重要举措，国家要求“推广能源节约和综合利用技术”。目前我国的能源利用效率低，能源经济效益较低，节约能源的潜力很大。根据煤矿生产特点，按节能设计规范的相关规定，在本矿井设计中推广应用各种节能技术措施。（一）公共建筑节能设计标准GB5001892005。（二）建筑照明设计标准GB500342004。（三）民用建筑节能设计标准JGJ2695。（四）夏热冬冷地区居住建筑节能设计标准