某煤矿技术改造方案设计说明书（158页）.doc

1、前 言XX市XXXXXX煤矿（以下简称：XX煤矿）属私人合伙企业，矿区位于XX市城区108方向直线距离11.7km处，隶属于XX市XX县XX镇管辖，矿井位于茶园村境内。经营煤炭开采及销售，持有合法有效的采矿许可证、煤炭生产许可证、安全生产许可证、矿长资格证、矿长安全资格和企业营业执照等五证一照。矿井于1997年开始建矿，并于当年正式投产，原设计年生产能力40kt/a，核定生产能力40kt/a。为合理开发利用煤炭资源，发挥资源优势，更好地为发展地方经济服务，2010年6月XX煤矿委托XX省地矿资源勘查开发有限公司编制了XX市XXXXXX煤矿扩建工程矿产资源开发利用方案，将矿井年设计生产能力规模扩

2、大为90kt/a，净增年生产能力50kt/a。XX煤矿为适应现煤炭市场发展要求，并根据矿井已批复的XX省XX市XXXXXX煤矿预划定矿区范围，急需对现矿井的生产系统进行技术改造。为此，我院特受XX市XXXXXX煤矿的委托，以已批复的预划定矿区范围进行矿井技术改造方案设计，并编制XX市XXXXXX煤矿矿井技术改造方案设计说明书。一、编制初步设计的依据（一）矿方提供的文件1.采矿许可证（副本证号：C3600002009061120024362；2.煤炭生产许可证（副本）编号：203603230139；3.安全生产许可证（副本）编号赣MK安许证字（2008）0208；4.合伙企业营业执照注册号：36

3、0000310002096XX省工商行政管理局；5.煤矿矿长资格证证书编号：20090610027XX省煤炭行业管理办公室；6.预划定矿区范围批复（赣采复字2008 0242号）（2008年12月5日）；7.关于矿产资源储量量评审备案证明赣国土资储备字2010137号（2010年6月1日）；8.关于对XX市二00九年度煤矿矿井瓦斯等级鉴定结果的批复（赣煤行管字2009170号）（2009年12月29日）；9.XX煤矿B4、B5煤层煤尘爆炸性鉴定报告（2008年06月20日）XX正源矿用设备安全检测站；10.XX煤矿B4、B5煤层煤自燃倾向性鉴定报告（2008年06月28日）XX正源矿用设备安全

4、检测站；11. 煤矿救援救护与安全技术服务协议书XX市安全生产救援救护中心；12.XX省地矿资源勘查开发有限公司XX市XXXXXX煤矿扩建工程矿产资源开发利用方案（2010年6月）；13.XX市XXXXXX煤矿扩采工程地质灾害危险性评估报告 XX省煤田地质局二二六地质队（2010年10月21日）14.XX市XXXXXX煤矿9万吨/年扩建工程环境影响报告书 XX核工业环境保护中心（2011年03月）15.XX市XXXXXX煤矿扩建工程水土保持方案报告书 XX市水利水电勘察设计院（2011年03月）16.XX煤矿XX省爆破作业单位许可证赣公爆字芦32号；（二）产业政策性文件1.关于印发市、县属和乡

5、镇煤矿矿容、矿貌专项整治工作方案的通知，赣煤行管字20062号；2.关于印发规划能力由3万吨及以下改造提升至3万吨以上煤矿验收办法的通知，赣煤行管字2007146号；3.关于对煤矿规划能力由3万吨以下改造提升至3万吨以上预核准的通知赣煤行管字2007156号；4.关于加快推进通过预核准的矿井改扩建项目有关行政审批工作的通知，赣煤行管字2009143号；5.国家发展和改革委员会、国家环保总局关于印发煤炭工业节能减排工作意见的通知，发改能源20071456号；6.关于印发XX省加强小煤矿安全基础管理实施意见的通知，赣煤行管字20073号；7.关于印发贯彻全国煤矿瓦斯防治工作现场会议精神几个具体问题

6、的通知，赣府厅200559号；8.煤炭工业矿井工程建设项目设计文件编制标准征求意见稿；9.通过预核准的矿井扩建项目初步设计审查要求专家意见；（三）规程、规范、行业标准1.煤矿安全规程（2011年版）2.煤矿救护工程；3.建筑物、水体，铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程；4.煤炭工业小型矿井设计规范GB50399-2006；5.矿井防灭火规范；6.矿井电力设计规范；7.煤矿井下消防、洒水设计规范GB50383-2006;8.建筑工程抗震设防分类标准GB50233-2008;9.煤矿井工开采通风技术条件AQ1028-200610.煤矿建设项目安全实施设计审查和竣工验收规范AQ1055-2008;

7、11.煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范AQ1029-2007；12.煤矿防治水规定。二、设计的指导思想设计以贯彻执行国家安全监察局2003年第5号令煤矿安全生产基本条件规定、煤矿安全规程（2011年1月版）和煤炭工业小型矿井设计规范（GB503992006），进一步优化矿井开拓开采方案，在充分了解井田地质条件和开采技术条件的基础上，按正规化、标准化进行设计，严格遵守合理的开采程序，充分回收煤炭资源；合理配备安全设施及装备，提升煤矿安全生产条件，防止井下灾害事故发生，实现矿井投资的最佳效益。三、方案设计的主要特点及主要技术经济指标（一）技改方案设计的主要特点1.XX煤矿在预划定的井田范围内

8、将开采龙潭组的B4、B5煤层和安源组的扫边槽煤层。矿区水文地质条件中等、低瓦斯、B4、B5煤层及扫边槽煤层煤尘具有爆炸性、煤层自燃倾向性均属自燃。设计采用一主一副斜井及两翼斜风井开拓方式。矿井划分为东、西两翼两个采区，一个水平（+70）开采。2.地面和井下采用轨道运输方式，轨距600毫米，钢轨22kg/m，1吨翻斗式矿车，井下采用蓄电池电机车运输，主斜井采用双钩串车提升，副斜井采用单钩串车提升。（详见图JG10X60-124-01） 3.矿井采用分区式通风方式，采用机械抽出式通风方法。（详见图JG10X60-171-01）4.设计主斜井井底车场，布置中央变电所和水泵房，集中供电到井下各采掘点，

9、通过主斜井集中排水到地面，使矿井供电和排水系统可靠，并在副斜井井底布置备用的变电所及泵房。5.矿井在原地面工业场地设有压风机房，采用地面集中供风，通过管路将压风供至井下各用风地点。（详见图JG10X60-217-01）6.矿井建有变电所采用双回路供电，主电源引自XXXX供电场6kv，备用电源引自高坑煤矿供电场6kv，供电可靠。（详见图JG10X60-261-01、02）7.井下掘进工作面局部通风机采用“三专（专用开关、专用电缆、专用变压器）”供电。8.矿井由于东西两翼采区相距较远，井下运输采用蓄电池电机车为动力运送西翼采区生产的原煤。9.矿井配备了KJ系列煤矿安全监测监控系统，对矿井瓦斯浓度，

10、CO浓度，主风机和局部通风机开停状态，风速，风压等进行监测监控；并建议矿井按设计要求尽快装备井下人员定位系统。（详见图JG10X60-274-01）10.设计完善了矿井通信系统，对井下机电硐室，井底车场，运输大巷装载点，采掘工作面均设置直通电话。（详见图JG10X60-267-01）11.矿井建立消防洒水降尘二合一的供水系统，地面设有高位蓄水池，通过管路将水送至地面和井下主要巷道及采掘工作面地点，并按照有关规程、规范要求，布置给水栓、消防栓和洒水喷头等。（详见图JG10X60-845-01）12.针对矿井各类灾害防治及安全生产需要，配备了相应的安全仪器仪表。完善了矿井地面生产系统，并增加相应的

11、行政办公、生活福利设施等。（二）主要技术指标1.矿井生产能力：90kt/a 2.矿井服务年限：5.2a3.开拓方式：开拓方式为一主一副斜井及两翼斜风井。4.井巷工程量：4935m5.矿井在籍（册）人数：272人 全员工效：1.25t/人6.建设项目总造价：2257.55万元 吨煤投资：250.84元/t (按90kt/a计算)7.技改工期：15个月四、设计存在的主要问题及建议（一）XX煤矿在预划定的井田范围将开采龙潭组的B4、B5煤层和安源组的扫边槽煤层。B4、B5煤层为现矿井一直开采的煤层，各类资料较为清楚，而开采西翼的扫边槽煤层，在副斜井施工前，资料还有待于完善、清楚后，方可进行施工。（二

12、）根据XX煤矿提供的资料看，周边已关闭的相邻矿井较多，且资料不够详细，因此，在技改期间，继续加强对已关闭的相邻矿井的调查，详细了解其开采情况，做到有备无患。（三）矿井目前对西翼采区开采的扫边槽资料不全，建议矿井可借用国有高坑煤矿开采扫边槽煤层时，已取得检测成果，如扫边槽煤层的瓦斯涌出量、煤尘的爆炸性、煤的自燃倾向性及粉尘测定含量，确保矿井技改后的正常安全生产。（四）XX煤矿提供的资料中，缺乏西翼扫边槽采区的涌水量，在新副斜井施工前，矿方尽快搞清该区域范围的水文地质情况，以便能正确指导井筒的安全施工及排水的设备选型，确保以后的正常生产。（五）XX煤矿根据矿方提供资料中，在预划定的井田范围内现在的

13、保有储量不够充足，矿井服务年限仅5年多点，建议矿井在技改完成后，加强矿井深部的地质补勘，获取深部的资源储量，延长矿井的服务年限；据原关闭西翼采区周边矿井，局部发育的垫底槽煤层储量可观，今后可供矿井获取资源储量进行开采。（六）加强矿区环境及水土流失防治的保护及管理，在矿井技改间及生产过程中，合理安排施工，在施工生产中发现不利于矿区环境及水土保护的问题，应及时治理，确保矿区环境的稳定，不对当地环境及水土产生影响和破坏。第一章 井田概况及地质特征第一节 矿井简述XX市XXXXXX煤矿属私人合伙企业，矿区位于XX市城区108方向直线距离11.7km处，隶属于XX市XX县XX镇管辖，矿井位于茶园村境内。

14、经营煤炭开采及销售，持有合法有效的采矿许可证、煤炭生产许可证、安全生产许可证、矿长资格证、矿长安全资格和企业营业执照等五证一照。矿区地理坐标为：东经1135645-1135812，北纬273512-273624。矿井于1997年开始建矿，并于当年正式投产，原设计年生产能力40kt/a，核定生产能力40kt/a。开采方式为地下开采 ，主井为斜井，井口标高为+190.1米，采用中央并列式通风方式。矿井采用沿煤巷掘进，走向短壁式采煤法，现主要开采煤矿区B4、B5煤层。经过十几年的开采，B4、B5煤层+140米标高以上资源储量已采空，现生产水平为+90米。矿井现井下采用机械抽水，目前分为两个水平，采用

15、一级抽水，其中+140水平安装3台水泵（1台抽水、1台备用、1台检修）。大巷运输采用矿车，斜井提升采用绞车；渣石倒入废渣堆放点；污水沿排水沟向每一水平的水仓集中。现主斜井大部分为裸岩巷，沿煤平巷多采用坑木支护。矿坑井巷维护好，片帮、变形及底鼓现象较少。断裂破碎带及节理裂隙发育地段采用圆木架厢或发碹支护，自开矿投产以来，本矿尚未发生过因瓦斯、透水、火灾、顶板垮落、煤尘爆炸及机电设备等引发的人员重大伤亡事故。目前XX煤矿现有职工100余人，管理人员9人，分管生产、销售、安全等事务，并配有专职的瓦斯检验人员。目前矿井生产较为正常，安全状况良好。具有较高的经济效益，而且随着煤炭销售市场的逐步回暖，价格

16、持续上涨，经济效益将更为可观。第二节 矿区位置、交通及地理环境一、位置与交通XX煤矿位于XX市城区108方向，直线距离约11.7公里，其行政区隶属XX市XX县XX镇管辖。采矿许可证（证号：C3600002009061120024362）开采范围由6个拐点圈定，面积为0.2944平方公里，开采深度+230至+0米标高；预划定矿区范围由13个拐点圈定，面积约1.6066方公里，开采深度+230-100米标高，地理坐标为：东经11356451135812，北纬273512273624。见交通位置图1-1。二、矿区地理环境矿区交通便利，有村级水泥公路与XX镇至XX高等级公路相接，至XX10公里，在XX

17、可与320国道及沪昆铁路、沪昆高速公路相接，通往全国各地。（一）地形XX煤矿预划定矿区范围位于许家坊矿区，矿区为丘陵地形，最高点位于矿区西南部海拔高程+310.2米，最低点位于矿区中部海拔高程+200米，最大相对高差110.2米，地形较为复杂，植被茂盛，多为次生灌木林。（二）气候XX煤矿位于XX县XX镇境内，与XX市区相同，属亚热带季风湿润性气候，具有四季分明，气候温和，雨量充沛等特点。年均降水量1600毫米，多集中在46月，年均降水日约180天，年均蒸发量约1200毫米，年平均气温17.2，平均气压1003.2MPB，年平均风速1.61m/s，大气稳定，以中性为主。（三）水系XXXX煤矿预划

18、定井田范围内属丘陵山地地貌，区内冲沟较发育，地形较复杂，属赣江水系，地表无大的河流，矿区范围发育多条冲沟及水塘，在矿区中西部有一小型水库，用于农业灌溉。主要接受大气降水，大气降水经冲沟流入袁水河，经宣风流入宜春，经分宜、新余汇入赣江。（四）经济环境XX煤矿预划定矿区范围内无居民点，土地以林地为主，少量旱地，林地多为次生灌木林及竹、杉、松等林木，当地经济以农业为主，次为矿业、林业等。三、矿区周边矿井及老隆XX煤矿预划定矿区范围煤炭资源开采历史较长，分布的土井、小窑较多，主要开采龙潭组的B4、B5煤层和安源组的扫边槽煤层，具相当生产能力的生产井主要有：XX镇煤矿、龙富煤矿、华生煤矿。XX镇煤矿：位

19、于XX煤矿预划定矿区西部1线、2线之间。该生产井始建于上世纪八十年代中期，采用斜井开拓方式，中央并列式通风方式，其主井井口标高+208米，主要开采龙潭组老山段的B4、B5煤层，其年产量在0.8-1.2万吨之间，后于2002年底关闭。龙富煤矿：位于XX煤矿预划定矿区范围西部1线附近。该生产井始建于上世纪九十年代中期，采用斜井开拓方式，自然通风方式，其主井井口标高+195米，主要开采龙潭组老山段的B4、B5煤层，其年产量在0.5-0.8万吨之间，于2001年底关闭。华生煤矿：位于XX煤矿预划定矿区范围南部。该生产井始建于上世纪九十年代中期，采用斜井开拓方式，自然通风方式，其主井井口标高+205米，

20、主要开采安源紫家冲段扫边槽煤层，其年产量在0.5-0.8万吨之间，于2002年初关闭。第三节 矿井地质一、矿床地质及构造特征矿区位于萍乐凹陷的西端，袁水复向斜的南翼，高坑安源向斜的南东翼，基本构造形态为单斜构造，次一级褶皱发育，走向断层和倾向断层发育，破坏了单斜的形态。（一）矿区地质矿区出露主要地层为：第四系、三叠系上统安源组、三叠系下统大冶组、二叠系上统龙潭组、二叠系下统茅口组。1.第四系（Q）主要分布于山坡、山沟一带，为残坡积层组成，以亚砂土及亚粘土组成。2.三叠系上统安源组（T3a）位于预划定矿区北部，主要为杂色砾岩、砾岩成分主要为石英岩、燧石、千枚岩、粉砂岩碎屑组成。3.三叠系下统大冶

21、组（T1d）上部为青灰色、黄绿色页岩粉砂岩，夹厚层白云质灰岩、结晶灰岩，下部为淡红色、青灰色的钙质白云岩，中厚层状的结晶灰岩，地层厚度平均约307米。4.二叠系上统龙潭组（1）老山上亚段（P2l23）灰色细粉砂岩、粗粉砂岩、间夹薄层泥岩、硅质岩、细砂岩，厚度208米。（2）老山中亚段（P2l22）灰色、深灰色、薄层状页片状、泥岩间夹透镜状钙质泥岩、泥灰岩。局部具弱丝绢光泽。厚度约83米。（3）老山下亚段（P2l21）上部为深灰色、灰黑色、薄层状泥岩、间夹薄层状粉砂岩、砂岩、含煤1层，即B5煤层。下部为灰色、深灰色、薄层状粉砂岩、间夹薄层泥岩、砂岩、含煤1层，即B4煤层，为本区主要可采煤层。地层

22、厚度约69米。（4）官山段（P2l1）出露于矿区南部，分布范围广，是区域上主要含煤地层，为一大部 厚层状长石、石英砂岩，间夹粉砂岩、泥岩、炭质泥岩，含煤3-6层，在本区均属不可采煤层，其它一般不可采，厚度80-130米。5.二叠系下统茅口组（P1m）上部为浅灰色、灰色中厚厚层状灰岩，顶部为硅质灰岩，下部为灰色、深灰色钙质泥岩，局部夹泥岩、炭质泥岩。地层厚度不详。（二）矿区地质构造XX煤矿预划定矿区的基本构造形态为一单斜构造，地层走向约255，倾向约345，倾角33-40之间范围较大的断裂构造为F1、F2、F3、F4四条断层。1.F1逆断层：位于预划定矿南部，西起泉水凹，经松树，水仔边等地。走向

23、长约13500米，为倾向NE的逆断层，走向N3553E，倾角70左右的断层，断距70200米。 2.F2斜向断层：位于许家坊龙家冲，冲沟两侧二叠系地层中断，经冲沟两侧地质点控制，东盘往北移动，西盘经南移动，断距50100米。 3.F3斜向断层：位于花园冲，断层两侧二叠系地层走向中断，且断层两侧地层厚度受断层的影响。厚度变化大，东盘往南移动，西盘往北移动，断距50米左右。4.F4逆断层：位于矿区西南部，西起高塘，东至高田，断层走向N3060E，倾向北东。断距约50米。（三）岩浆岩许家坊矿区岩浆活动不强烈，未见有岩浆岩吞蚀煤层现象，在XX煤矿预划定矿区范围内，未发现有岩浆岩体侵入含煤地层和煤层的现

24、象。综上所述，XX煤矿预划定矿区范围内构造复杂程度为中等。二、煤层（一）含煤地层 1.二叠系上统龙潭组官山段位于矿区南部，主要为一大部套中厚层状长石、石英砂岩，间夹粉砂岩、泥岩、炭质泥岩，含煤3-6层，在XX煤矿预划定矿区范围内经钻孔见煤情况，本区主要发育B2、B3、B4三层煤，但均不可采。2.老山下亚段上部为深灰色、灰黑色薄层状泥岩，间夹薄层状粉砂岩、砂岩，含煤一层，即B5煤层。下部为灰色、深灰色，薄层状粉砂岩，间夹薄层泥岩、砂岩，含煤一层，即B4煤层，该两层煤层是XX煤矿的主采煤层。3.三叠系上统安源组紫家冲段主要为杂色砾岩，砾岩成分为石英岩、燧石、千枚岩、粉砂岩碎屑，含煤6层，是区域上主

25、要的含煤地层。（二) 可采煤层1.B5煤层位于老山下亚段顶部，在许家坊勘查区内上距中老山亚段底部泥质灰岩0.58-8.0米左右，平均4.0左右。在预划定矿区范围内，下距B4煤层约20米左右，煤层厚度0.5-1.56米，平均厚度0.88米，煤层顶底板为粉砂岩或泥岩，略带丝绢光泽，煤层结构简单，一般不含夹矸。在本矿区内B5煤层属不稳定煤层中大部可采煤层。2、B4煤层位于老山下亚段上部，在许家坊勘查区内上距B5煤层0.87-32米，平均20.0米。在预划定矿区范围内，煤层变化较大，煤层厚度0.63-1.42米，平均厚度0.98米。煤层顶底板为深灰色粉砂岩及泥岩，煤层结构简单，一般不含夹矸。在本矿区内

26、B4煤层属不稳定煤层中大部可采煤层。3、扫边槽位于紫家冲段下部，下距麻姑槽煤层40-60米，平均45米。煤层厚度在0.75-2.0米，平均1.3米，煤层顶底板为粉砂岩及泥岩，煤层结构简单，一般不含夹矸，在该矿预划定矿区范围内煤层储量分布范围小，属不稳定煤层中大部可采煤层。（三） 煤层对比XX煤矿预划定矿区范围内煤层稳定性较差，厚度变化较大，主要依据标志层和含煤地层特征及沉积旋回进行综合对比。1.含煤地层特征(1)老山下亚段下部以灰色、深灰色薄层状粉砂岩为主，间夹薄层泥岩，含煤一层，即B4煤层。上部以深灰色、灰黑色薄层状泥岩为主，间夹粉砂岩、砂岩，含煤一层，即B5煤层。本段地层厚度19.09-9

27、0.34米，平均为69.40米，由东往西有变薄的趋势。B4煤层的上部有一层砂岩是确定煤层对比的标志层。(2)B4煤层上部砂岩位于老山下亚段中部，砂岩厚度1.02-41.08米，平均19.06米。岩性以黑灰色薄层状-中厚层状细粒石英砂岩，成分以石英为主，含量95%左右。含少量暗色矿物，分选性好，次园-次棱角状。含较多石英脉，硅质胶结。层位较稳定，岩性特征明显。砂岩间夹深灰色粉砂岩，可作为本区的辅助标志层。2.标志层(1)XX煤矿矿区范围内煤层层间距较为稳定，标志层有老山中亚段泥质灰岩、钙质泥岩，岩性特征较为明显，并盛产菊石化石，是良好的标志层。(2)龙潭组官山段砂岩：岩性为砂岩、泥质细砂岩，局部

28、夹薄层粉砂岩，含 少量泥质岩，分选性好，为孔隙式泥质、硅质胶结，具斜层理和缓波状层理，厚度要1.5-19.7米，平均7.58米，为矿区标志层。(3)安源组紫家冲段下部的麻姑槽的间接顶板为一层小砾岩，下距扫边槽约40-60米，其间有一套黑色板状泥岩约30米左右，为扫边槽的间接顶板，因此板状泥岩是识别扫边槽的良好标志层。3.沉积旋回XX煤矿矿区内B煤组发育较好，一层煤基本上代表了一个沉积旋回，一般为典型正粒序，每个旋回由下至上依次为砾岩（砂砾岩）砂岩粉砂岩泥岩煤或炭质泥岩泥岩（粉砂岩）。老山段及官山段地层大体上可分为3-4个较大的旋回。4.对比依据及可靠性XX煤矿矿区范围较小，构造较复杂，有走向断

29、失现象，煤层层间距较为稳定，标志层有老山中亚段（P2l22）泥质灰岩与老山下亚段（P2l21），盛产菊花化石，B4煤层的间接顶板岩石极为坚硬，具油脂光泽，硅质胶结，岩性为细砂岩，是良好的标志层。官山段发育中厚层状长石石英砂岩，俗称“官山砂岩”都是煤层对比的良好标志层。因此，该井田煤层对比可靠。综上所述该XXXXXX煤矿预划定矿区内煤层对比基本可靠。三、煤质（一）煤的物理性质及宏观煤岩特征1.煤呈灰黑色,深灰色及钢灰色，条痕为黑色及铅灰色,具似金属光泽和金钢光泽，硬度大,摩化硬度2-4,具透镜状和条带状结构,块状结构。为阶梯状断口，后生裂隙较发育，往往形成具擦痕的镜面，裂隙面见玻璃光泽。2.宏观

30、煤岩成分：以亮煤为主，次为镜煤，暗煤最少，肉眼煤岩类型为半亮型、光亮型，以光亮型为主。B煤组煤层的视密度较大，经测试B4煤层的视密度为1.78吨/米3，B5煤层视密度1.81吨/米3，扫边槽的视密度为1.40吨/米3。（二）显微煤岩成分有机组分由于煤层变质程度高，无法分辩，有机物质总量为70.71-81.4%。无机组分大部分为粘土矿物和次生石英。粘土矿物主要为充填煤粒和裂隙，还有黄铁矿、方解石等，无机物质总量18.7-29.3%。（三）其它特征煤层可能因构造原因，均被破碎成角砾状，角砾间隙为粘土和次生石英充填起脱模作用，故胶结较为紧密。（四）煤的化学特征本区煤层一般为中灰-高灰、低硫-中硫煤。

31、其视密度值较大，本次工作根据XX煤矿提供的XX华昌地质测试有限公司提交的煤质测试结果，其主要特征见表11。（五）煤类与工业用途由上表中化学测试成果得知，XX煤矿B4、B5煤层属高灰分、低中硫分、特低挥发分、低中热值的无烟煤，扫边槽煤属高灰分、特低硫分、中高挥发分、低中热值的焦煤至瘦煤。其煤的利用方向可作民用，也可作动力用煤，扫边槽煤可炼焦。（六）煤的风化与氧化本区B4、B5煤层，风氧化带深度一般为15米左右。但本区小煤窑开采历史悠久，在XX煤矿预划定矿区范围内浅部煤层一般为前人所采。本次工作XX煤矿预划定矿区范围内浅部煤层已基本上被采掘完毕，远远超过煤层风氧化带深度，因此本次工作未做相关测试工

32、作。第四节 矿井开采技术条件一、瓦斯根据XX省煤炭行业管理办公室2009年度XX市煤矿矿井瓦斯等级批复表，XX煤矿绝对瓦斯涌出量为0.70m3/min，相对瓦斯涌出量为8.78 m3/t，相对二氧化碳涌出量16.05 m3/t，批复矿井瓦斯等级：XX市XXXXXX煤矿属低瓦斯矿井,详见附件。二、煤尘爆炸性和煤炭自燃倾向性 （一）煤尘爆炸性2008年5月16日XX正源矿用设备安全检测站，对该矿B4 、B5和扫边槽煤层煤尘爆炸性鉴定，XX煤矿B4 、B5和扫边槽煤层煤尘有爆炸危险。详见附件煤尘爆炸性鉴定报告。 （二）煤炭自燃倾向性2008年5月16日XX正源矿用设备安全检测站的鉴定结果，XX煤矿B

33、4 、B5和扫边槽煤炭自燃倾向性鉴定结论为自燃，见煤的自燃倾向性鉴定报告。三、地温XX煤矿井下未见地温异常现象，现井下温度常年保持在20-25左右，其正常地温梯度为1.82/100m。综上所述，XX煤矿矿区的环境地质条件应属中等类型。开采技术条件综述:XX煤矿位于许家坊勘探区1线以东区段。矿区属裂隙充水型矿床，水文地质条件属中等类型，矿区可采煤层顶、底板岩性均由粉砂岩、砂岩、泥岩组成，除泥岩外，其余均属坚硬岩性易于管理，其工程地质条件中等。根据对该矿的瓦斯、煤尘爆炸性、煤的自燃倾向性鉴定结果，XX煤矿为低瓦斯矿，煤尘有爆炸性，煤层为自燃煤层。在预划定矿区范围内不良地质作用不发育，区域稳定性较好

34、，环境地质条件中等。据此认为该矿矿床开采技术条件属以环境地质问题为主的复合类型矿床（-1型）。XX煤矿主采煤层化学特征表表4-1-1特征 (孔号)水分MBd (%)灰分Bd(%)挥发分Vd（%）VdBf（%）坩埚粘结性全硫St.d(%)弹筒发热量Qb.Bd(MJ/kg)高位发热量Qb.Bd(MJ/kg)低位发热量Qnet.d（MJ/kg）B43.74（2）46.48（2）3.96（2）7.4（2）1-21.28（2）16.7（2）16.56（2）16.29（2）B53.69（2）49.97（2）4.27（2）8.53（2）1-21.03（2）15.11（2）15.01（2）14.69（2）扫边

35、槽3.2（2）44.87（2）18.29（2）32.36-3433.18（2）30.42（2）17.72（2）17.67（2）16.98（2）四、顶底板岩性XX煤矿在预划定矿区范围内，其主采的煤层为B4、B5煤层及扫边槽煤层，B4、B5煤层赋存于二叠系上统龙潭组地层中，扫边槽煤层赋存于三叠系上统安源组紫家冲段中，各煤层顶底板岩性多为泥岩、粉砂岩，少数炭质泥岩，并组成分煤层的伪顶，而直接顶板多为粉砂质、泥岩，少数细砂岩，各煤组顶、底板岩性组合复杂。其岩性特征分别叙述如下：B4煤层：伪顶为黑色薄层状炭质泥岩，厚度0.2-0.35米，质软，为易冒落顶板。直接顶板为深灰色薄层状粉砂岩，水平层理发育，属

36、较易冒落的顶板，抗压强度24.5Mpa/Cm244Mpa/Cm2。底板为灰色细粉砂岩或泥岩，24.5Mpa/Cm254Mpa/Cm2，采煤后井巷较易产生底鼓现象；B5煤层：伪顶为炭质泥岩，直接顶板为泥质粉砂岩、泥岩，24.5Mpa/Cm254Mpa/Cm2，水平层理发育，属易冒落顶板，底板为灰色薄层状细粉砂岩或泥岩，24.5Mpa/Cm254Mpa/Cm2，较易底鼓；扫边槽煤层：顶底板均为粉砂岩，抗压强度24.5Mpa/Cm244Mpa/Cm2，薄至中厚层状，钙质胶结，较为坚硬，井巷不易产生底鼓现象。五、井巷围岩稳定性根据矿方提供的资料及矿井实际生产了解到，各煤层顶底板岩性组合变化大，煤层顶底

37、板的裂隙及节理发育者有两组，一为纵向节理，另一组为横向节理，认为各煤层直接顶板的厚度小于分煤层厚度的68倍，但也有超过68倍者，矿井生产时顶板容易破碎及垮塌，底板易发生隆起和底鼓。第五节 矿井水文地质特征一、概况XX煤矿现开采的煤层赋存于二叠系上统龙潭组老山下亚段细粗砂岩地层中，为一套含弱裂隙水富水性较弱的碎屑岩。矿坑的充水因素和充水强度取决于巷道顶部和底部岩层含水性强弱及构造破坏的程度。XX煤矿预划定矿区属赣江水系，地表无大的河流，矿区范围发育多条冲沟及水塘，在矿区中西部有一小型水库，用于农业灌溉。主要接受大气降水，大气降水经冲沟流入袁水河，经宣风流入宜春，经分宜、新余汇入赣江。二、含水层第

38、四系（Q）孔隙含水层：XX煤矿矿区地处丘陵山区，第四系厚度小，含水弱，一般对煤矿生产无较大的影响。下三叠统大冶灰岩含水层：上部为青灰色、黄绿色页岩粉砂岩，夹厚层白云质灰岩、结晶灰岩，下部为淡红色、青灰色的钙质白云岩，中厚层状的结晶灰岩，其中结晶灰岩层局部岩溶裂隙发育，含水较丰富，为含水层，其上部白云质灰岩岩溶不发育。老山、官山段裂隙含水层：XX煤矿区浅部煤层开采强度较大，以前有一些民窑开采，有的开采深度较深，使得二叠系上统龙潭组（P2l）裂隙带可深达地表以下几十米，使得大气降水很容易地通过老窑采空区、浅部风化带、深部裂隙带进入矿井，是XX煤矿主要含水层。官山砂岩含水层：官山砂岩成分以中-粗粒石

39、英、长石为主，含裂隙、孔隙水，具承压性质 ，厚度较大，含水较丰富。茅口灰岩含水层：分布于矿区南部，茅口灰岩岩溶裂隙发育，含丰富的地下水，水量大，是该区的重要含水层。三叠系上统安源组：该层浅部风化裂隙发育，裂隙纵横交错，含较多的风化裂隙潜水。在开采区外围地形切割强烈的山麓沟谷地带以泉水的形式出露地表，在开采区内等直接进入采空区下渗到井巷中。而煤系地层主要岩性以粉砂岩、泥岩为主，少许砂、砾岩，含水微弱。三、隔水层二叠系上统龙潭组老山中亚段：岩性以灰黑色泥岩、泥灰岩为主，岩性致密，裂隙不发育，风化后呈粘土，不透水，是煤层顶部良好隔水层。二叠系下统茅口组下亚段小江边灰岩隔水层：岩性为灰-深灰色薄层状泥

40、灰岩，含钙泥岩和透镜体灰岩组成，岩性致密不含水，风化后常成为钙质粘土，俗称“白泥”不透水，是良好的隔水层，是二叠系下统龙潭组的沉积基底，是区域重要隔水层。四、断裂透水性XX煤矿矿区内出露的F1、F2、F3、F4四条断层，其中F1、F4两条断层为逆断层，属压扭性质，较少形成构造破碎带，含煤地层内部的断裂存在着局部导水的可能性，在开采中应特别注意断层导水。五、老窿水本区煤层开采较早，老窑遍布，主要开采B4、B5煤层，深度在100米左右，采空区多有积水，实际开采情况已无法查清，因此在生产巷道揭露老窑或老窑采空区时，将会出现暂时性的强烈充水，在生产过程中应加强探放水工作，以避免揭穿老窑水引起的突水事故

41、发生。六、钻孔积水根据矿区地质勘探报告，钻孔封孔质量差，封孔质量未检查，因此，当采掘工程接近钻孔时要防止突水事件的发生。七、地下水补给条件区域主要水系的补给和排泄与矿区内含水地层的水力联系不大。矿区内各含水层主要为大气降水渗透补给。部分大气降水蒸发排泄，地面迳流条件较好，不利于地表水聚集，大部分降水沿地表流入小溪，流出矿区。地下水的补给、排泄形式较为简单。但含煤地层内部的断裂存在着局部导水的可能性，在开采中应特别注意断层导水。地表岩层由于风化，裂隙发育，加之小煤窑及本矿开采的影响，采空区上部岩层裂隙发育，而成为大气降水下渗的良好通道，有小部分降水下渗到井巷。第四系孔隙水及近地表风化裂隙水接受大

42、气降水补给，以井泉的形式排泄和以下渗的形式补给其它含水层。八、扩界后矿井主要充水因素大气降水：该区属于亚热带季风湿润性气候，雨量充沛，年平均降雨量1600mm多集中在4-6月，年均降水日约180天，年均蒸发量约1200mm。大气降水通过第四系孔隙和基岩风化带，老窿及断层构造下渗至矿井井巷。该区小井开采多年，老窿积水和采空区积水亦是矿井充水的重要因素之一。官山砂岩含水层：官山砂岩成份以中粗粒石英、长石为主，含裂隙、孔隙水，具承压性质，厚度大，含水性一般较好。地表风化裂隙水，官山砂岩风化层含水和地表水体都是矿井充水的重要因素。该区断裂构造较少，但离采空区较近，断层切割煤层，虽然目前未发现预划定矿区

43、内断层有导水和富水作用。但不能排除断裂构造局部破碎带发育含水、导水的可能性。经勘探矿区水文地质条件已初步查明，矿区属裂隙充水型矿床，XX煤矿水文地质条件属中等类型。九、矿井井下涌水量 根据矿方提供的XX煤矿矿井水文地质类型划分报告近三年矿井涌水量资料分析得出，XX煤矿矿井平均正常涌水量为22.04 m3/h（即0.37m3/min），矿井出现最大涌水时，是在每年的第二、三季度，最小涌水量在每年的第一、四季度，最大涌水量为33.0 m3/h，最小涌水量为11.1 m3/h。（详见矿井涌水量表）。根据矿井涌水量的大小分为第级：即矿井为涌水量小的矿井（Q2m3/min）。矿井技术改造前，虽然委托XX

44、省煤田地质局二二六地质队对矿井地质灾害危险性进行了评估，但只对矿井的东翼采区预划定的开采范围内的涌水进行计算，但未对西翼采区开采后的涌水进行预测及计算，因此，建议矿方在未进行副斜井施工前，再由有资质部门对西翼采区的涌水情况进行评估，预计西翼采区的涌水量。因此，技改后，矿井东西两翼采区同时开采时，涌水量将大量增加，以免影响矿井正常的安全生产。根据上述情况，技改后，矿井涌水量的正常值与最大值按1.5倍系数进行排水设备的选型计算。XX煤矿矿井涌水量汇总表年份一水平二水平全 矿最大/最小（m3/h）正常（m3/h）总量（万吨）最大/最小（m3/h）正常（m3/h）总量（万吨）最大/最小（m3/h）正常

45、（m3/h）总量（万吨）采煤量万吨/万米220076.822.214.512.693.28.65.95.1610.030.820.417.853.90.820087.823.615.713.743.49.26.35.5111.232.821.519.252.20.520097.624.816.214.184.210.87.56.5611.835.623.720.7400平均7.423.515.4713.543.69.56.575.7411.133.022.0419.283.10.65第二章 矿井储量状况及服务年限第一节 矿井储量状况一、矿井井田范围根据XX省煤田地质局二二六地质队提供的XX市X

46、XXXXX煤矿（扩界）资源储量地质报告的矿井资源储量建设情况，XX煤矿在XX省国土资源厅已批复的矿井预划定矿区范围内，有13个拐点，面积1.6066km2，开采标高+230-100m，具体详见（预划定矿区范围拐点坐标表）。矿井根据矿区范围内资源储量的分布情况，分为东翼采区、西翼采区和南翼采区，本次矿井技术改造主要对东、西两翼采区进行设计，本矿井技改工程设计巷道布置在预划定矿区范围内。二、矿井储量计算（一）矿井保有地质资源/储量矿井保有地质资源/储量为储量地质报告提供的矿区预划定范围内保有资源/储量的全部。根据XX省国土资源厅评审备案的XX省XX市XXXXXX煤矿（扩界）资源储量地质报告，截止2

47、009年12月31日，XXXXXX煤矿本次预划矿区范围内（赣采复字20080242号）保有资源储量（122b+332+333类）1178 kt，其中122b+332类313kt；333类865kt。（二）矿井工业资源/储量本矿区地质勘探类型为二类三型，煤层不稳定，按煤炭工业小型矿井设计规范要求，本矿井333类资源量按0.75的可信度系数折减。折减后，矿井工业储量=122b+332+333K=313+8650.75=961.75 kt。（三）矿井设计资源/储量留设安全煤柱的目的是保护井巷工程在服务期间的安全可靠性和地面建筑物安全，根据XXXXXX煤矿三煤层底板等高线及资源/储量估算图，进行各类煤

48、柱计算，井田范围内煤柱留设有以下几种情况。计算结果见表2-1及2-2。1.井田边界煤柱沿井田边界设计平面留设20m保护煤柱。煤柱计算方法如下：Q井田边界=式中：Li储量计算范围内第i块段边界线长度，m B边界线煤柱宽度，m 取B=20m Mi煤柱处对应第i块段煤层平均厚度，m 煤层容重，t/m3i第i块段煤层倾角，2.断层两侧煤柱不导水断层两侧仅根据断层落差大小留设煤柱，留设方法：断层断距大于100m时，上下盘各留30m宽煤柱；断层断距小于50100 m时，上下盘各留25m宽煤柱；断层断距小于3050 m时，上下盘各留20m宽煤柱；断层断距小于1030 m时，上下盘各留10m宽煤柱；断层断距小

49、于10m，不计算断层煤柱。其计算方法下：Q断层=式中：Li储量计算范围内第i条断层走向长度，m Bi储量计算范围内第i条断层煤柱宽度，mMi、i同3.主要巷道保护煤柱10m。石门煤柱线走向塌陷角按=75而绘制的。4.老窑、采空区隔离煤柱为了防止老窑水及采空区水和防止井巷误穿采空区，设计留设老窑、采空区隔离煤柱。煤柱宽度按30m计算。Q断层=式中：Li储量计算范围内第i条老窑走向长度，m Bi储量计算范围内第i条老窑煤柱宽度，mMi、i同本着合理节约利用资源和安全开发的原则，隔离煤柱主要针对2002年以前老窑采空区留设。矿井永久保护煤柱量计算和主要井巷煤柱分块段计算详见表2-3、表2-4，永久保

50、护煤柱和主要井巷煤柱保护煤柱汇总表2-1、表2-2。5.XXXXXX煤矿预划定矿区范围中部界外有一小型水库，对现有储量块段开采无影响，故未留设隔离煤柱。但煤矿应按防治水规定、煤矿安全规程、建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程和设计施工。 永久保护煤柱汇总表单位：kt 表21煤层编号井田边界煤柱断层煤柱老窑隔离煤柱332333332333332333B423.8815.9527.17B519.8225.8432.04扫边槽22.6725.50小计23.8858.4453.0132.0425.50合计 332 (55.92kt) 333(136.95 kt) 主要井巷保护煤柱表 单位

51、：kt 表22煤层编号井巷名称压煤面积(m2)煤层厚度(m)容重(t/m3)cos储量块段煤柱小计扫边槽副斜井60001.701.400.841-33317.00合 计333（17.00kt） （四）矿井设计资源/储量矿井设计资源/储量按下式计算：Z设=Z工-Z永煤层井田边界煤柱断层煤柱老窑隔离煤柱长(m)宽(m)面积(m2)煤层 厚度(m)容重(t/m3)cos储量块段煤柱 (kt)断层编号长(m)宽(m)面积(m2)煤层 厚度(m)容重(t/m3)cos储量块段煤柱 (kt)老窑区域长(m)宽(m)面积(m2)煤层 厚度(m)容重(t/m3)cos储量块段煤柱 (kt)B470201400

52、1.081.780.827-3333.28F1上55020110000.751.780.805-33318.363002060000.661.780.804-3338.81F1下3002060000.661.780.804-3338.812502050001.271.780.803-33214.131502030001.461.780.806-3329.751402028000.621.780.801-3333.86B53002060000.731.810.8012-333 9.91F3下1602032000.651.810.8210-3334.59南翼40030120001.181.810.

53、802-33232.043002060000.731.810.805-333 9.91F1下2502050000.731.810.805-3338.26F1上3502070000.821.810.803-33312.99扫边槽4002080001.701.400.841-333 22.67北翼3003090001.71.400.841-33325.50小计332 (23.88 kt) 333(58.44 kt) 333(53.01 kt)332 (32.04kt） 333(25.50 kt)合 计 332 (55.92kt) 333(136.95 kt)永久保护煤柱分块段计算表 表23主要井巷

54、保护煤柱汇总表 单位：kt 表24煤层编号主要井巷保护煤柱332333扫边槽17.00合计333(17.00 kt)式中：Z设设计资源/储量，ktZ工工业资源/储量，ktZ永各类永久煤柱损失总和，kt矿井设计资源/储量计算结果961.75158.63=803.12kt（五）矿井设计可采资源/储量设计可采储量按下式计算Z可=（Z设-Z井）K式中：Z可设计可采储量，ktZ井井巷煤柱损失总和，ktK采区回采率，本矿井开采煤层为薄煤层，因此采区回采率取85%。矿井设计可采资源/储量(803.12-12.75)0.85=671.82kt（六）资源利用率可采资源量/保有资源量=671.82/1178=57

55、%第二节 矿井规模及服务年限一、矿井工作制度矿井年工作日按330d，每昼夜工作班次：采煤班（两班采煤，一班准备、检修），掘进班（三班掘进），每班工作8h，每天净提升时间16h。二、矿井技改后的生产规模XX煤矿1997年核定生产能力为40 kt/a，根据预划定矿区范围批复（赣采复字【2008】0242号），根据委托方提供的资料及矿井建设规模的要求，矿井生产能力由40 kt/a技改建设为90 kt/a。三、矿井服务年限矿井设计服务年限T按下式计算：式中：矿井可采储量，kt；设计生产能力，kt/a；储量备用系数，本矿区可采煤层地质勘探类型为二类三型，构造中等，煤层不稳定，储量备用系数取1.45；设计

56、服务年限，a。经计算矿井服务年限为5.2a，符合煤炭工业小型矿井设计规范的规定。第三章 井田开拓第一节 井田开拓方式一、确定开拓方式的原则由于XX煤矿现为技改矿井，矿井技改的开拓方式关系到整个矿井的生产技术面貌的改善提高和今后矿井发展要求，并将直接影响矿井基本建设时的井巷工程量、技改建设工期、基建投资、工程质量和矿井投入生产后能否尽快达产、高产高效及安全生产等方面。本次技术改造矿井的开拓方式设计的选择将遵循如下原则：1考虑当地技术装备、生产管理水平及工人的技术素质，因地制宜，确定技术可行、安全可靠和经济合理的开拓、开采方案。2充分利用现有生产的井巷工程及地面生产设施。3做到尽量不占、少占良田好

57、地。4充分考虑工程地质条件，多掘煤巷少掘岩巷，力求经济效益。根据煤炭工业小型矿井设计规范及委托方要求，充分考虑到XX煤矿在预划定矿区范围内，其主采的煤层为B4、B5煤层及扫边槽煤层，其B4、B5煤层赋存于二叠系上统龙潭组地层中，扫边槽煤层赋存于三叠系上统安源组紫家冲段中的原因，矿井副井筒及西翼风井位置的选择布置在靠近扫边槽西翼采区附近的地带。原主井利用好现有使用的工业广场设施、设备，并适当的进行技术改造。二、开拓方式的方案选择在井田开拓方式设计中，根据现矿井地形地貌、地面交通运输、地下煤层赋存及本矿的现有井巷基础工程等因素，提出了二个开拓方案进行比较，现将各方案内容叙述如下：（一）方案本开拓设

58、计方案采用“一主一副斜井及两翼斜风井”（新掘副斜井及西翼风井，沿用主斜井及东翼风井）开拓方式。1.即在现有主斜井+158.4转平标高处按原方位：263、：-25坡度延深至+70m标高后转平，施工井底车场后，沿-2勘探线：338方位施工中央石门依次揭穿B4、B5煤层。再按设计施工绕道等巷道与东翼回风上山贯通形成矿井东翼的生产及通风系统。主斜井采用单钩串车提升，其主要功能承担整个矿井生产的煤、东翼采区的矸石及材料设备的提升，矿井的供电、主排水和进风任务。2.在井田西翼X=3054622.0，Y=38495087.0，Z=+237.0处按：38方位、：-25坡度施工新副斜井至+73.0m标高转平施工

59、井底车场及绕道后，按：242及122方位分别施工+70m扫边槽采区运输大巷、+70m运输大巷，分别与西翼回风轨道上山及东翼运输石门贯通形成西翼采区生产、通风系统，以及出煤的运输系统。新副斜井主要功能承担西翼采区的矸石、材料的运输，行人和进风任务及辅助排水工作，并作为矿井安全出口。3.原有东翼回风斜井不变，其功能只承担矿井东翼采区回风任务，并作为矿井东翼采区安全出口；在井田西翼X=3054583.0，Y=38495118.0，Z=+238.0处按：38方位、：-30坡度施工新西翼斜风井至+150.0m标高转平后，施工西翼回风轨道上山与+70m扫边槽采区运输大巷贯通，其主要功能承担矿井西翼采区回风

60、任务，并作为矿井西翼采区安全出口。本方案通风方式为分区式通风方式，通风方法为机械抽出式。开拓布置方案详见方案图（二）方案本开拓设计方案采用“一主斜井一副立井及两翼斜风井”（新掘副立井及西翼风井，沿用主斜井及东翼风井）开拓方式。1.叙述与方案1.点内容相同。2. 在井田西翼X=3054490.0，Y=38495220.0，Z=+238.0处施工新副立井至+73.0m标高转平按：24施工井底车场及中央石门后，按：307及110方位分别施工+70m西、东运输大巷，分别与西翼回风轨道上山及东翼运输石门贯通形成西翼采区生产、通风系统，以及出煤的运输系统。新副立井主要功能承担西翼采区的矸石、材料的运输，行

61、人和进风任务及辅助排水工作，并作为矿井安全出口。3. 叙述与方案3.点内容相同。本方案通风方式为分区式通风方式，通风方法为机械抽出式。开拓布置方案详见方案图（三）方案本开拓设计方案采用“三斜井”（新掘西翼风井，沿用主斜井及东翼风井）开拓方式。1.叙述与方案1.点内容相同。2. 在井田西翼X=3054530.0，Y=38495160.0，Z=+235.0处按：60方位、：-30坡度施工新西翼斜风井至+150.0m标高转平后，施工西翼回风轨道上山与+70m西翼运输大巷贯通，其主要功能承担矿井西翼采区回风任务，并作为矿井西翼采区安全出口。本方案通风方式为中央对角式通风方式，通风方法为机械抽出式。（四

62、）方案比较通过对上述三个方案的技术、安全、经济以及生产管理等各方面的因素的比较，方案不适应本次矿井技术改造的条件，现将矿井开拓方案与方案进行技术、经济等方面的比较。开拓方案技术经济比较表（详见表3-1）。由表32可看出，虽然方案较方案的缺点多，但副斜井及西翼风井井口位置在本行政村管辖范围内，不存在矿井建设的矛盾纠纷。且矿井技改前，一直使用斜井串车提升，员工操作熟练；在与委托投资方对两方案进行多次比较商议，权衡各自方案的利弊，最后投资方业主决议：选择方案为XX煤矿技术改造开拓设计方案，即“一主一副斜井及两翼斜风井”方案（即新掘副斜井及西翼风井，沿用主斜井及东翼风井）作为本矿井技改后的开拓方式。

63、（详见图JG10X60-109-01、图JG10X60-180-01）第二节 矿井水平标高划分根据矿井技改开拓方案确定“一主一副斜井及两翼斜风井”方案为XX煤矿技改后开拓主导方案，如将矿井原+160m标高水平大巷划分为一水平，考虑到与西翼扫边槽的出煤大巷连接，主斜井延深到+70m标高作为矿井新二水平，若东翼采区在该水平的石门巷探及开采后的井田各煤层厚度、煤质及储量可靠后，建议再延深至-20m标高（新三水平）。第三节 井筒及主要运输大巷位置一、井筒（一）各井筒位置XX煤矿矿井设计开拓方式为一主一副斜井及两翼斜风井开拓方式，即新掘副斜井及西翼风井，沿用主斜井及东翼风井。1.主斜井：井口位置在原工业

64、广场内不变，与原副斜井口相距518m，井口座标X=3054297.5，Y=38496592.5,井口标高+212.0m，井底标高+70.0m，井筒净断面积S= 6.7m2，井筒长度336m；提升方位263，主立井提升机装配选用JK-2*1.5型提升绞车，N=215kW，提升容器：提升煤、矸选用0.75m3侧翻式矿车，升降人员斜井选用XRB15-6/5斜井人车。主要功能为煤、矸、材料设备的提升及压风、排水管路安装。XX煤矿开拓方案表表31方案名称方案（一主一副斜井及两翼斜风井）方案（一主斜井一副立井及两翼斜风井）井 筒老主斜井老东翼风井新副斜井新西翼风井老主斜井老东翼风井新副立井新西翼风井井筒标

65、高+212+70+229+237+73+238+150+212+70+229+238+70+235+150井口坐标X=3054622.0Y=38495087.0X=3054583.0Y=38495118.0X=305449.0Y=38495220.0X=3054530.0Y=38495160.0井筒长度336m145m349.3m176m336m145m174m170m净断面m26.74.55.24.56.74.55.24.5提升设备提升绞车JK-2*1.5提升绞车JTP-1.2*1.0提升绞车JK-2*1.5立井绞车JK-2/20A井筒装备钢轨管路安装电缆钢轨备用管路备用电缆钢轨管路安装电缆

66、柔性罐道备用管路备用电缆主要用途混合提升行人进风管路排水供电回风安全出口踏步、扶手材料提升进风管路排水安全出口踏步、扶手回风安全出口踏步、扶手混合提升行人进风管路排水供电回风安全出口踏步、扶手材料提升进风管路排水爬梯回风安全出口踏步、扶手XX煤矿开拓方案比较表方案说明方案（一主一副斜井及两翼斜风井）方案（一主斜井一副立井及两翼斜风井）工程量（m）工作量比较（）工程量（m）工作量比较（）井筒工程349.3237.8万元0万元174282.4万元+44.6万元平巷工程270236主要优点1、副斜井及西翼风井井口位置在本行政村管辖范围内，不存在矛盾纠纷。2、由于矿井技改前，也使用斜井串车提升，员工操

67、作熟练；3、首期投资较少。1、提升环节少，管理方便，生产费用低；2、工程量相对较少，与西翼风井贯通快；3、提升运输时间短；4、不需留设井筒煤柱。主要缺点1、 副斜井井口布置在扫边槽的顶板，需留设保护煤柱。2、 工程量相对较多，建设工期相对较长。1、 虽井口在预划定范围内，但井口位置不属同一行政村管辖，不利于矿井的建设及发展。2、投资较大。比较虽方案较方案优点多，但通过投资业主认可，认为方案实施较为方便可靠，因此，本矿井技改开拓方案选用方案。 表32 2.原副斜井：原副斜井井口座标X=3054250.9，Y=38496075.9,井口标高+210.7m。技改间仍作为矿井生产期间提升功能，完成技改

68、工程任务后，其主要功能为矿井东翼采区安全出口。3.原（东翼）斜风井：东翼斜风井井口座标X=3054455.6，Y=38496309.4,井口标高+229.0m。技改间，其主要功能为矿井总回风井，并兼作安全出口，技改后，其主要功能为矿井东翼采区回风井，并兼做矿井东翼采区安全出口。4.新副斜井：井口位置在原工业广场内不变，与原副斜井口相距518m，井口座标X=3054622.0，Y=38495087.0,井口标高+237.0m，井底标高+73.0m，井筒净断面积S= 5.2m2，井筒长度349.3m；提升方位38，新副斜井提升机装配选用JTP-1.2*1.0型提升绞车，N=185kW，提升容器：提

69、升矸、材料选用0.75m3侧翻式矿车。主要功能为矸、材料设备的提升及备用排水管路安装，若技改后期，矿井产量增加，可兼做辅助提升出煤。3.新西翼斜风井：新西翼斜风井井口座标X=3054583.0，Y=38495118.0,井口标高+238.0m，技改后，其主要功能为矿井西翼采区回风井，并兼做矿井东西翼采区安全出口。井筒技术参数特征表参见表33（二）井筒断面的确定 设计考虑地方小煤矿的技术装备、生产管理水平及工人的技术素质，确定技术可行、安全可靠和经济合理的提升方式，并根据煤矿安全规程、煤炭工业小型矿井设计规范的要求及XX煤矿的生产实际情况，对技改开拓工程进行选择、布置，以满足进风，煤、矸、材料设

70、备提升要求。并经提升设备计算选型，确定主斜井沿用原斜井串车提升，新副斜井使用斜井串车提升，同时，根据担负任务的不同，主斜井井筒断面为 2.82.7m，副斜井井筒断面为 2.62.4m，风井井筒断面为 2.22.3m。二、井底车场及主要硐室根据XX煤矿技改后的产量及主斜井提升系统的要求，井底车场采用双轨往井筒特征表 表33序号井筒名称主 斜 井副 井东风井西风井1井口坐标纬距（X）3054297.53054622.03054455.63054583.0经距（Y）38496592.538495087.038496309.438495118.02井口标高（m）+212.2+237+229.0+238

71、3井底标高（m）+70+73+160+1504方位角（）26338100385井筒倾角（）252828306井筒长度（m）3363491451707断面规格2.82.72.62.42.22.32.22.38净断面（m2）6.75.54.54.59井壁厚度（mm）250250250250材料砌碹锚喷砌碹锚喷10井筒装备22kg/m钢轨，木轨枕、压风管、电缆、消防管路、跑车防护装置、扶手、台阶、排水管22kg/m钢轨，木轨枕、压风管、跑车防护装置、扶手、台阶、防爆门、扶手、台阶、防爆门、扶手、台阶、11备注利用新建利用新建返车场布置方式；中央运输石门顺-2勘探线由南向北掘进，长度约310m。主斜井

72、一次性由+158延深到+70m标高后，再开掘井底车场及中央运输石门，与东翼轨道上山贯通形成通风系统后，再施工中央变电所、水仓、泵房及各类硐室。井底车场及主要硐室详见C10X60-109-1。各类巷道及硐室的断面参数详见巷道断面图册。三、运输大巷根据XX煤矿预划定的井田范围内煤层的赋存情况，将开采的煤层有二叠系上统龙潭组的B4、B5煤层及三叠系上统安源组紫家冲段的扫边槽煤层，同时，根据井田内地层关系状况、各煤层顶底板岩石性质及矿井实际开采需要，矿井主要运输大巷基本布置在煤层的底板中，巷道的支护形式采用锚喷支护。沿煤层的运输大巷为金属支架支护。第四节 矿井技改建设工期及三个煤量一、矿井改扩建工期X

73、X煤矿现属于技术改造矿井，在未进行矿井技改初步设计之前，该矿已计划对矿井进行技术改造，在预划定的井田范围内，并委托XX省煤田地质局二二六地质大队完成了XX煤矿（扩界）矿产资源储量地质报告，为此，XX煤矿不仅获取了二叠系上统龙潭组的B4、B5煤层深部煤炭资源储量外，而且还获取了较为可观的三叠系上统安源组紫家冲段的扫边槽资源储量。为本设计提供了依据。根据矿方提供的资料，新副斜井开掘位置已进行了前期准备工作。受委托方建议要求，并依据XX煤矿井田内煤层赋存情况及开采顺序，将矿井分为东、南、西翼三个采区，本次技改工程设计只对东、西两翼采区进行初步设计。矿井技改后，东翼采区设计的首采工作面布置在B5煤层中

74、，西翼采区设计的首采扫边槽工作面布置在采区的南边。因此，从技改初步设计主斜井延深起到完成B5煤层首采工作面投产及新副斜井地面开掘起到完成扫边槽煤层首采工作面投产止，整个技改工程需开拓的井巷工程较多，总长度为4935m，其中岩巷3225m，煤巷1710m。经对整个矿井技改所需开掘的井巷工程施工先后顺序排列，完成整个技改工程及生产系统工期为12个月（详见表34、35），联合试生产3个月，技改工期为15个月。若XX煤矿技改工程自2011年8月动工，预计XX煤矿东、西两翼采区的首采工作面将于2012年11月正式投产。XX煤矿技术改造井巷工程施工进度安排表 表34（一）序号工程名称及技术特征工程量(m)

75、进度(m/月)完成时间(月)主体工程：施工一队：1新副斜井=-28 S=5.5 m2349704.82副斜井井底车场及+70扫边槽大巷S=4.9 m21501001.5小计与施工二队掘进的+70西运输大巷贯通4906.3施工二队：1新西翼风井=-30 S=4.5 m2176702.42新西翼风井回风石门S=4.5 m2701000.73西翼轨道回风上山=-30 S=4.5 m2153702.24+70西运输大巷 S=4.9 m21501001.5小计与施工一队掘进的+70西运输大巷贯通5436.8施工一队：1+70运输大巷 S=4.9 m24501004.5小计与施工三队掘进的+70运输大巷贯

76、通4504.5施工三队：1主斜井延深=-25 S=7.4 m2200702.92主斜井井底车场及运输石门 S=4.9 m22801002.83+70运输大巷 S=4.9m25301005.3小计与施工一队掘进的+70东运输大巷贯通101011.0施工四队：1+110m甩车场及运输石门 S=4.9 m22501002.52东翼轨道回风上山 S=4.5m285701.23回风上山下部车场及绕道 S=4.5 m2701000.7小计与施工三队掘进的+70东运输石门贯通4054.4首采工作面生产系统：施工二队1西翼采区的备用变电所、泵房及水仓1501001.52西翼采区煤仓及运煤上山 铁棚S=5.48

77、 m22601501.73+140工作面顺槽及切割 木棚S=3.6 m23502001.8XX煤矿技术改造井巷工程施工进度安排表 表34（二）序号工程名称及技术特征工程量(m)进度(m/月)完成时间(月)4+170工作面风巷 木棚S=3.6 m23002001.5小计形成西翼采区生产系统10606.5施工四队：1中央变电所、泵房及主水仓1501001.52+110B5煤层运输大巷 铁棚S=5.48 m23201502.13B5煤层工作面上山组天眼1502000.84B5煤层工作面风巷及回风上山 木棚S=3.6 m23602001.8小计形成东翼采区生产系统9806.2岩巷工程量3225煤巷工程

78、量1710合 计493545.6二、矿井三个煤量XX煤矿本次矿井技术改造工程初步设计的三个煤量的计算依据:XX省煤田地质局二二六地质大队提供的XX煤矿B4、B5、扫边槽煤层资源储量估算图。计算的方法为平面解析几何法计算。（一）开拓煤量根据XX煤矿预划定的矿区范围内的储量分布，本次矿井初步设计技改工程延深至+70m,根据矿井东、西两翼采区开拓的开采范围，以及运输大巷和总回风巷的布置形式，东翼采区B4煤层计算的区段范围从+130m+70m开拓煤量B级储量有138.0kt，B5煤层计算的区段范围从+140m+70m发生的开拓煤量B级储量有98.0kt。西翼采区扫边槽煤层计算的区段范围从+180m+7

79、0m发生的开拓煤量B级储量有127.0kt，矿井共发生的开拓煤量B级储量有363.0kt。工程排队（施工进度）表主体工程： 新副斜井：349米 井底车场及+70扫边槽大巷：150米 +70运输大巷：450米施工一队： 与施工二队贯通与施工三队贯通工期：4.8个月 工期：1.5个月 工期：4.5个月新西翼风井：176米 回风石门：70米 西翼轨道回风上山：153米 +70扫边槽大巷：150米施工二队： 与施工一队贯通 工期：2.4个月 工期：0.7个月工期：2.2个月工期：1.5个月主斜井延深：200米 井底车场及运输石门：280米 +70运输大巷：530米施工三队： 与施工一队贯通工期：2.9

80、个月 工期：2.8个月 工期：5.3个月+110甩车场及运输石门：250米 东翼轨道回风上山：85米 回风上山下部车场及绕道：70米 施工四队： 与施工三队贯通 工期：2.5个月 工期：1.2个月工期：0.7个月东西两翼采区首采工作面生产系统： 西翼备用变电所泵房水仓：150米西采区煤仓运煤上山：260米 +140工作面顺槽切割：350米 +170工作面风巷：300米 施工二队： 完成工期：1.5个月 工期：1.7个月工期：1.8个月 工期：1.5个月 主中央变电所泵房水仓：150米+110 B5煤层运输大巷：320米 B5煤层工作面上山天眼组 ：150米 B5煤层工作面风巷及回风上山：360

81、米施工四队： 完成 工期：1.5个月 工期：2.1个月工期：0.8个月工期：1.8个月改扩建工程施工总工期为12个月+联合试生产期3个月=15个开采期：363.0901.585%=2.2年2年，满足要求（二）准备煤量根据XX煤矿开采的煤层顺序，东翼采区由B5、 B4逐步布置、西翼扫边槽煤层的区段范围和矿井边界上山组圈出准备煤量B级储量有175.5kt开采期：175.5901.585%=1.1年0.81年，满足要求（三）回采煤量由矿井开拓完成东翼B5煤层回采工作面工程量及西翼扫边槽煤层回采工作面的工程量，并根据B5煤层及扫边槽煤层的平均厚度计算得回采量为111.2kt。开采期：111.2601.

82、585%=0.7(年)46(个月) 满足要求。第五节 采区及工作面布置根据XX煤矿预划定的矿区范围内的储量分布及煤层的赋存情况，矿井划分为东翼采区、南翼采区和西翼采区三个采区，本次技改设计只考虑东、西翼两采区。东翼采区可开采B4、B5两煤层，西翼采区开采扫边槽煤层。煤层开采由上向下逐一开采的顺序进行，东翼采区投产的首采工作面布置在B5煤层中，布置的位置储量也较为可靠，且开采的块段条件较好，西翼采区扫边槽工作面布置在采区的南边。同时，根据各采区的走向长度要求，采区工作面的布置划分，按运煤上山两翼工作面布置开采，同一区段可划分2个工作面进行开采。第六节 巷道掘进一、巷道断面巷道断面按运输、通风要求

83、进行设计，轨道除主斜井、车场及大巷叉车道外，均按单轨设计，斜井井筒、中央运输石门、运输大巷、轨道回风上山及车场均采用半圆拱形断面，锚喷支护形式；沿煤运输大巷采用梯形金属支架支护；回采巷道切割、东翼采区上山组天眼采用梯形木支架支护。二、掘进工作面XX煤矿由于在预划定的开采范围内，区域较广，运输距离较长，两采区同时生产，因此，为了保证采区及回采工作面的正常接替，矿井正常接替至少需安排四个掘进工作面掘进，东、西两翼采区各两个，其中岩巷一个，一个半煤岩巷或煤巷掘进工作面。掘进工作面采用钻爆法施工。岩巷掘进工作面使用风钻打眼，半煤岩巷、煤巷掘进工作面使用煤电钻或风钻打眼。第七节 采煤方法及回采工艺一、采

84、煤方法根据XX煤矿在预划定矿区范围内开采的煤层，其主采的煤层为B4、B5煤层及扫边槽煤层，其B4、B5煤层赋存于二叠系上统龙潭组地层中，扫边槽煤层赋存于三叠系上统安源组紫家冲段中的特殊情况，结合现阶段要求淘汰落后采煤方法的趋势，本设计要求XX煤矿在东翼采区开采B4、B5煤层采用较为先进的伪倾斜柔性掩护支架采煤法；若遇煤层较厚且走向长度较长的煤层时，建议采用水平分层采煤法。当采用伪倾斜柔性掩护支架采煤法采煤时，单翼工作面区内后退式回采，回采垂高选择30m，工作面斜长50m为佳，投产时，一个工作面生产，一个工作面准备，循环方式为两班采煤，一班准备。在西翼采区开采扫边槽煤层时，由于煤层为缓倾斜煤层，

85、因此，西翼采区工作面采用走向长壁后退式采煤法。根据矿井储量的分布情况及开采实际生产条件等各方面因素确定，矿井技术改造后，采区年产量具体分配是，东翼采区50kt/a, 西翼采区40kt/a。以东翼采区开采B5煤层及西翼采区开采扫边槽煤层为例，东翼采区工作面年推进度平均400m，西翼采区工作面年推进度平均400m，同时在实际生产中，可根据煤层产状在两翼生产能力不均衡时，可调配各翼采区采煤工作面的生产能力来保证矿井产量及经济效益的需要，矿井生产能力为：（一）东翼采区1.东翼采区B5 煤层采煤工作面产量：A采=LEMRC=400501.351.8195%=46420(t)式中： A采工作面生产能力(t

86、) L工作面平均年推进度(m)，取400E工作面总长度(m)，取50 M平均采厚(m)，取1.35R原煤平均容重(t/m3)，取1.81 C工作面回采率，取95%2.掘进工作面产量：A掘= A采10%=4640 (t)3.东翼采区产量：A东= A采+ A掘=51060 (t)（二）西翼采区1.西翼采区扫边槽采煤工作面产量：A采=LEMRC=330501.71.495%=37300(t)式中： A采工作面生产能力(t) L工作面平均年推进度(m)，取330E工作面总长度(m)，取50 M平均采厚(m)，取1.70R原煤平均容重(t/m3)，取1.40 C工作面回采率，取95%2、掘进工作面产量：

87、A掘= A采10%=3730(t)3、西翼采区产量：A西= A采+ A掘=41030 (t)（三）矿井总产量 A总= A东+ A西=92090 (t)二、回采工艺由于XX煤矿技改后，矿井在东、西两翼采区同时开采，且开采的技术条件各不相同，因此，其回采的工艺也各不相同。东翼采区采用的回采工艺过程主要包括掩护支架安装，下放与采煤、回收等项工作。首先从采区边界开切眼位置以外3m5m处，将区段回风巷扩大到煤层全厚，随扩巷后及时进行卧底沟与掩护支架的安装工作。并将处于水平状态的掩护支架初次下放变为伪倾状态，形成2530的伪倾斜工作面，此过程即完成准备回采阶段。正常下放即为伪倾斜柔性掩护式支架工作面的正常

88、回采阶段。此时工作面保持2530的伪倾斜布置沿走向推进，直到工作面收尾线，架头开始下放到位置为止。正常回采阶段，除在掩护支架下进行采煤外，同时要在区段回风巷和工作面下端不断地接长和拆除掩护支架。当工作面推进到区段终采线之前，在靠工作面一侧开掘两条收尾上山眼，两眼相距8m10m，并沿倾斜每隔5m用联络平巷连通。掩护支架架头沿区段回风巷安装到收尾眼处，不再继续接长，然后利用收尾眼将护架逐渐下放，并拆除架头一段多余的支架，最后使护架放平到超前平巷底板，再将护架全部拆除。即完成回采收尾阶段。 西翼采区采用的回采工艺为爆破落煤采煤，即利用打眼放炮落煤，人工装煤、刮板输送机或溜槽运煤，并用金属支柱或木支柱

89、进行支护，顶板管理采用全部陷落法进行顶板管理，合理调整支柱间的控顶距。第四章 井底车场及硐室第一节 井底车场XX煤矿为低瓦斯矿井。由于东西两翼采区相距较远，井下运输采用人力推车方式运送时，耗时、费力，影响矿井正常生产，因此，本设计井下运输采用蓄电池为动力的电机车运输原煤、矸石及材料设备，蓄电池电机车型号为：XK2.5-6/48A型，矿车型号：翻斗式MF1.16型，轨距：600mm，主斜井采用双钩串车混合提升方式，副斜井采用单钩串车混合提升方式，主斜井井底与+70东运输大巷相距较近，通过其与西翼采区相连，西翼采区运输距离较远，往返时间较长。因此，主斜井井底车场采用双轨往返车场，该种车场布置形式其

90、重车线和空车线布置在斜井井底。由于井底与+70东运输大巷连接线路较长，有足够的长度布置存车线，通过矿井日均运输能力设计计算，重车线和空车线双道长为40m,其主要优点是空、重车线位于直线上，有利于人力推车运输调度。第二节 主要硐室一、井下中央变电所XX煤矿井下中央变电所由变压器室、配电室及通道等组成。与主排水系统硐室联合布置。在变电所硐室与水泵硐室之间，设置了防火栅栏两用门，并向水泵硐室一侧开启，井下中央变电所地坪高出井底车场地坪0.5m，变电所与水泵房支护材料一致，都采用混凝土砌碹。二、主排水系统硐室主排水系统硐室主要由主排水泵硐室、管子道和水仓组成。（一）主排水泵硐室主排水泵硐室与主变电所联

91、合布置在井底车场的南翼，其中心线与井底车场中心线相距15m。共有三个出口通道，一个通过管子道至主斜井井筒，一个与主变电所相连，另一个与井底车场的空车场垂直相连，设计长度15m。根据矿井涌水量资料计算，选用D46-504型多级离心泵为主排水设备，泵房考虑安装三台主排水泵，一台工作，一台备用，一台检修。吸水井靠水仓一侧布置。副斜井侧备用水仓选用三台D25-505型多级离心泵为备用排水设备，其中一台工作，一台备用，一台检修。（二）管子道管子道布置在井底车场空车线一侧，水泵房中心线与井底车场中心线相距15m管子道，泵房地坪与井筒连接管子道巷底标高5.0m，净宽1.8m，设有上下行人的阶梯，并与主斜井筒

92、相通。（三）水仓水仓由外仓和内仓两条独立且互不渗漏的巷道组成，在清理时交替使用。水仓布置在靠井底车场南翼一侧，其入口在中央石门最低点，水仓的有效容积根据矿井涌水量，按煤矿安全规程规定应能容纳8h的正常涌水量，即不得小于264.5m。设计的水仓净断面积为4.66m，内仓长度25m，外仓长度40m。经计算满足规程要求。三、机电运输硐室、井下爆破材料库及发放硐室XX煤矿属低瓦斯矿井，由于井下采用蓄电池电机车为动力的运输方式，本设计在中央运输石门东边布置井下充电硐室。XX煤矿在地面按规范建有标准爆破材料库，并进行统一管理、发放爆破材料。不另设计井下爆破材料库。四、其它硐室根据XX煤矿预划定的矿区开采范

93、围广的因素，本次技改工程初步设计，只考虑矿井东西两翼采区的工程设计，技改后，考虑到矿井实际安全生产方面的需要，东西两翼采区相距较远及西翼采区不明确的涌水量的特点，本次设计在西翼采区副斜井井底车场设计备用的变电所、泵房及水仓，以防矿井涌水异常时，能确保矿井正常的安全生产。根据煤炭工业小型矿井设计规范要求，本次设计的井下消防防火硐室布置在主斜井井底车场附近。第三节 大巷运输XX煤矿为低瓦斯矿井。井下大巷运输采用蓄电池电机车为动力运送原煤、矸石及材料设备，蓄电池电机车型号：XK2.5-6/48A，矿车型号：翻斗式MF1.16型，轨距：600mm。采用蓄电池电机车运输方式方便、快捷、运送能力大等优点，

94、但初期投入大。矿车使用数按煤炭工业小型矿井设计规范的要求：技改矿井以达到设计生产能力时，井下用车地点的车数按排列法计算，由于矿井技改后设计年生产能力达90kt/a，且东西两翼采区相距较远，往返运输时间长，因此，考虑生产运行过程中各方面因素的影响，矿车备用系数取10%，矿车总数为60辆。材料车和平板车的数量分别为矿车总数的10%和3%，但平板车的数量不应少于2辆。 第五章 矿井通风与安全第一节 瓦斯资源分析XX煤矿为低瓦斯矿井。井下瓦斯在煤体中赋存主要有游离、吸附两种状态，绝大部份是以吸附状态存在的。其在煤层中的赋存状况与煤层埋藏深度、煤层倾角、煤层露头、地质构造、煤化程度等均有关系。当深度不太

95、大时，煤层瓦斯含量随埋深呈线性增加，当深度很大时，煤层瓦斯含量趋于常量。在同一埋深下，煤层倾角越小，煤层瓦斯含量越高。设计主要从以下几个方面分析：一、煤层瓦斯赋存状况（一）煤化程度根据中华人民共和国国家标准煤炭质量灰分分级、煤炭质量硫分分级、煤炭质量发热量分级GB/T15224.1、2、3-2004标准， 本矿井可采煤层B5、扫边槽煤层属均为中灰中高硫高热值无烟煤。煤化程度相较高。煤的吸附性能决定于煤化程度，一般情况煤的煤化程度越高，存储瓦斯的能力越强。（二）煤层产状及厚度B5煤层位于老山下亚段顶部，煤层厚度0.51.56米，平均厚度0.88米，煤层结构简单，一般不含夹矸。在矿区内B5煤层属不

96、稳定煤层中大部可采煤层。扫边槽位于紫家冲段下部，煤层厚度在0.752.0米，平均1.3米，煤层结构简单，一般不含夹矸。在矿区内B5煤层属不稳定煤层中大部可采煤层。B5煤层、扫边槽煤层均属薄煤层，从煤层厚度来说，煤层瓦斯含量相对较低；根据煤层产状，急倾斜煤层，煤层瓦斯比倾斜、缓倾斜煤层更易逸散。（三）顶底板的影响B5煤层、扫边槽顶底板均为粉砂岩或泥岩，略带丝光泽。 矿井区内总体而言，地质构造复杂程度相对简单。从矿区构造看，瓦斯含量稳定，各个区域变化明显。从煤层顶底板看，瓦斯相对不容易逸散。二、矿井瓦斯等级根据XX省煤炭行业管理办公室2009年度XX市煤矿矿井瓦斯等级批复表，XX煤矿相对瓦斯涌出量

97、为8.78m3/t，相对二氧化碳涌出量为16.05 m3/t，属低瓦斯矿井。第二节 矿井通风计算一、通风系统（一）通风方法选择1.掘进工作面、盲巷通风方法：采用局部通风机向用风地点进行供风。2.无人工作的盲巷通风方法：布置导风设施，利用矿井总风压向用风地点进行供风。3.采煤工作面、炸药库、充电硐室、泵房等通风方法：利用矿井总风压向用风地点供风。（二）通风方式选择XX煤矿采用抽出式通风方式。（三）通风系统XX煤矿采用分区回风通风系统。具体见通风系统示意图。二、矿井风量（一）前期矿井风量计算1.采煤工作面风量（1）按工作人员数量计算QC=4NC=410=40（m3/min）式中 QC采煤工作面需要

98、风量，m3/min； 4每人每分钟应供给的最低风量，m3/min； NC采煤工作面同时工作的最多人数，取10。（2）按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算QC=100qcKc=1001.351.6=216（m3/min）。式中 qc采煤工作面绝对二氧化碳涌出量，m3/min；取1.35。 Kc工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数（即该作面瓦斯绝对涌出量的最大值与平均值之比），取1.6。（3）按炸药使用量计算Qc=25Ac=256=150（m3/min）式中 Ac采煤工作面一次使用最大炸药量，kg；（4）风速验算0.2560ScQc460Sc 0.25605.4Qc4605.481 m3/minQc12

99、96m3/min综合上述采煤工作面需风量Qc=216m3/min。2.掘进工作面风量（1）半煤巷掘进工作面 瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算Q掘= 100 qjK掘通，m3/min式中：Q掘-掘进工作面实际需要风量，m3/min qj-掘进工作面绝对二氧化碳涌出量，取1.2 m3/min K掘通-掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，取K掘通=1.5Q掘= 1001.21.5=180 m3/min按人数计算实际需风量Q掘=4N (m3/min)式中：N-工作面同时工作的最多人数，6人Q掘=46=24m3/min按炸药使用量计算Q掘=25AC, (m3/min)式中：AC -工作面一次使用最大炸药量，取4.

100、0KgQ掘=254=100(m3/min)按局部通风机实际吸风量计算需要风量Q掘= Q扇Ik式中：Q扇工作面局部通风机实际吸风量，按120m3/min。 I工作面同时通风的局部通风机台数，取1 k为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，取1.2Q掘= 12011.2 =144 （m3/min）按风速进行验算 15S掘Q掘240S煤掘式中：S掘半煤巷掘进工作面断面，4.5Q掘154.5=67.5(m3/min) Q掘2404.5=1080(m3/min) 综合上述半煤巷工作面需风量为180m3/min（2）岩巷掘进工作面按瓦斯涌出量计算Q掘= 100 qjK掘通，m3/min式中：Q掘-掘进工作

101、面实际需要风量，m3/min qj-掘进工作面绝对瓦斯涌出量，取0.5m3/min K掘通-掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，取K掘通=1.5Q掘= 1000.51.5=75 m3/min按人数计算实际需风量Q掘=4N (m3/min)式中：N-工作面同时工作的最多人数，6人Q掘=46=24m3/min按炸药使用量计算Q掘=25AC, (m3/min)式中：AC -工作面一次使用最大炸药量，取4.0KgQ掘=254=100(m3/min)按局部通风机实际吸风量计算需要风量Q掘= Q扇Ik式中：Q扇工作面局部通风机实际吸风量，按120m3/min。 I工作面同时通风的局部通风机台数，取1 k为防止局

102、部通风机吸循环风的风量备用系数，取1.2Q掘= 12011.2 =144 （m3/min）按风速进行验算 15S掘Q掘240S煤掘式中：S掘半煤巷掘进工作面断面，4.5Q掘154.5=67.5(m3/min) Q掘2404.5=1080(m3/min) 根据以上计算，岩巷掘进工作面，供风量取144 m3/min。3.硐室风量共有2个硐室，变电所供风量为60m3/min，泵房供风量为60m3/min，共120 m3/min。4.其他：矿井备用风量取100m3/min。5.矿井总风量：Q=216+180+144+120+100=760 m3/min。（二）后期矿井风量1.采煤工作面风量（1）东翼采

103、煤工作面按工作人员数量计算QC=4NC=410=40 （m3/min）式中 QC采煤工作面需要风量，m3/min； 4每人每分钟应供给的最低风量，m3/min； NC采煤工作面同时工作的最多人数，取10。按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算QC=100qcKc=1001.881.6=301 （m3/min）。式中 qc采煤工作面绝对二氧化碳涌出量，m3/min；取1.88。 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），取1.6。按炸药使用量计算Qc=25Ac=256=150（m3/min）式中 Ac采煤工作面一次使用最大炸药量，kg；风速验算0.2560

104、ScQc460Sc 0.25605.4Qc4605.581 m3/minQc1296m3/min综合上述西翼采煤工作面需风量为301m3/min。（2）西翼采煤工作面按工作人员数量计算QC=4NC=410=40 （m3/min）式中 QC采煤工作面需要风量，m3/min； 4每人每分钟应供给的最低风量，m3/min； NC采煤工作面同时工作的最多人数，取10。按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算QC=100qcKc=1001.691.6=270（m3/min）。式中 qc采煤工作面绝对二氧化碳涌出量，m3/min；取1.69。 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

105、值与平均值之比），取1.6。按炸药使用量计算Qc=25Ac=258=200（m3/min）式中 Ac采煤工作面一次使用最大炸药量，kg；风速验算0.2560ScQc460Sc 0.25605.4Qc4605.581 m3/minQc1296m3/min综合上述西翼采煤工作面需风量为270m3/min。2.掘进工作面风量（1）2个半煤巷掘进工作面按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算Q掘= 100 qjK掘通，m3/min式中：Q掘-掘进工作面实际需要风量，m3/min qj-掘进工作面绝对瓦斯涌出量，取1.2 m3/min K掘通-掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，取K掘通=1.5Q掘= 1001.21.

106、5=180m3/min按人数计算实际需风量Q掘=4N (m3/min)式中：N-工作面同时工作的最多人数，6人Q掘=46=24m3/min按炸药使用量计算Q掘=25AC, (m3/min)式中：AC -工作面一次使用最大炸药量，取4.0KgQ掘=254=100(m3/min)按局部通风机实际吸风量计算需要风量Q掘= Q扇Ik式中：Q扇工局部通风机实际吸风量，按120m3/min。 I工作面同时通风的局部通风机台数，取1 k为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，取1.2。Q掘= 12011.2 =144 （m3/min）按风速进行验算 15S掘Q掘240S煤掘式中：S掘半煤巷掘进工作面断面，4

107、.5Q掘154.5=67.5(m3/min)Q掘2404.5=1080(m3/min)根据以上计算，2个半煤巷掘进工作面，供风量都取180m3/min。（2）有2个岩巷掘进工作面按瓦斯涌出量计算Q掘= 100 qjK掘通，m3/min式中：Q掘-掘进工作面实际需要风量，m3/min qj-掘进工作面绝对瓦斯涌出量，取0.5 m3/min K掘通-掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，取K掘通=1.5Q掘= 1000.51.5=75 m3/min按人数计算实际需风量Q掘=4N (m3/min)式中：N-工作面同时工作的最多人数，6人Q掘=46=24m3/min按炸药使用量计算Q掘=25AC, (m3/m

108、in)式中：AC -工作面一次使用最大炸药量，取4.0KgQ掘=254=100(m3/min)按局部通风机实际吸风量计算需要风量Q掘= Q扇Ik式中：Q扇工局部通风机实际吸风量，按120m3/min。 I工作面同时通风的局部通风机台数，取1 k为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，取1.2。Q掘= 12011.2 =144 （m3/min）按风速进行验算 15S掘Q掘240S煤掘式中：S掘半煤巷掘进工作面断面，4.5Q掘154.5=67.5(m3/min)Q掘2404.5=1080(m3/min)根据以上计算，2个岩巷掘进工作面，供风量都取144m3/min。3.硐室风量共有4个硐室，2个变

109、电所供风量分别为60m3/min，2个泵房供风量分别为60m3/min。共240 m3/min。4.其他：矿井备用风量取200m3/min。5.矿井总风量：Q=301+270+1802+1442+240+200=1659m3/min。三、矿井通风阻力计算摩擦阻力是风流与井巷周壁摩擦以及空气分子间的扰动和摩擦而产生的阻力。它是矿井通风设计、选择通风机的主要参数之一。h摩=RQ2容易时期、困难时期（东翼风井、西翼风井）矿井通风阻力计算结果，分别见表51、52、53.四、等积孔计算A= 容易时期等积孔：A =1.69困难时期等积孔：Ak=2.75 矿井通风难易程度表 表53前期后期等积孔 （m2）通

110、风阻力 等级通风难易 程度等积孔 （m2）通风阻力 等级通风难易 程度1.69中阻力矿中等2.75小阻力矿容易五、通风设备选型（一）设计依据1.矿井需要的风量初期：Qt =KQ=1.112.67=13.94m3/s，后期东翼回风井：Qht1=KQh1=1.114.9=16.39m3/s 后期西翼回风井：Qht2=KQh2=1.112.75=14.03m3/s 2.矿井需要的负压：容易时期：Ht =H+H=82.94+220=302.94Pa困难时期东西翼回风井：Hkt1 = Hh1+H =126.41+220=312.6Pa Hkt2 = Hh2+H =158.83+220=378.83Pa

111、式中 Q前期矿井需风量 Qt前期风机风量 Qh后期矿井需风量 Qht后期风机风量 K矿井漏风系数H容易时期矿井阻力 Ht容易时期风机风压 HK困难时期矿井阻力 HKt困难时期风机风压 H通风机及其附属设备阻力之和，取220Pa。（二）风机选型目前XX煤矿技改间采用的通风方式为中央并列式通风方式，所用的风机型号为：FBCZ-13型矿用防爆轴流式通风机，该风机能满足XX煤矿目前生产的需要。矿井技术改造后，矿井的通风采用分区式通风方式。同时根据上述矿井后期通风风量及阻力计算结果，本设计矿井东西两翼风井主扇均选用湘潭平安电气集团有限责任公司生产的矿用地面防爆抽出式轴流式通风机，其风机型号：YBK56-

112、6-NO13，技术参数：电机型号：YBFe200L2-6 ； N=22Kw； 风量：6.023.0m/s ；静压：150800Pa，东西两翼回风井均选用2台，其中1台工作，1台备用检修。（三）反风方式采用风机反转反风，反风量不得不小于正常供风量的40%，并能在10分钟内改变巷道内的风流方向。风门的启闭选用自开自闭式风门。矿井前期通风阻力计算结果表序号井巷工程名称支护型式阻力系数a104 Ns2/m4净周长P（m）净断面S（m）风量Q (m/S)井巷长度L(m)负压H（Pa）风速V (m/s)1主斜井锚喷1038.887.49.33 23111.05 1.70 2+110m运输石门锚喷1038.

113、374.96.33 1524.46 1.29 3+110mB4煤层运输大巷铁棚127.48.464.53.60 2904.45 0.80 4工作面木支架4509.23.63.60 677.71 1.00 5+140m工作面回风铁棚127.48.464.53.60 2904.45 0.80 6回风上山锚喷1038.464.56.60 371.54 1.47 7总回风巷锚喷1038.464.512.67 14622.41 2.82 8回风井锚喷1038.464.512.67 8513.05 2.82 12小计69.1113局部通风阻力按摩擦阻力20%计算13.8214总计82.94表51矿井后期东

114、翼风井矿井通风阻力计算结果表表52序号井巷工程名称支护型式阻力系数a104 Ns2/m4净周长P（m）净断面S（m2）风量Q (m3/S)井巷长度L(m)负压H（Pa）风速V (m/s)1主斜井锚喷1038.887.413.57 33423.38 1.832+110m运输石门锚喷1038.374.97.50 1526.27 1.53 3+110mB5煤层运输大巷铁棚127.48.464.54.50 2906.95 1.00 4工作面木支架4509.23.64.50 6712.04 1.25 5+140m工作面回风铁棚127.48.464.54.50 2906.95 1.00 6回风上山锚喷10

115、38.464.54.50 370.72 1.00 7总回风巷锚喷1038.464.514.90 14631.00 3.31 8回风井锚喷1038.464.514.90 8518.05 3.31 12小计105.34 13局部通风阻力按摩擦阻力20%计算21.07 14总计126.41 矿井后期西翼风井矿井通风阻力计算结果表 表53序号井巷工程名称支护型式阻力系数a104 Ns2/m4净周长P（m）净断面S（m）风量Q (m/S)井巷长度L(m)负压H（Pa）风速V (m/s)1新副斜井锚喷1038.885.514.08 335.636.58 2.56 2井底车场锚喷1038.374.912.7

116、5 779.17 2.60 3+70m运输大巷锚喷1038.464.912.75 14622.70 2.83 4运煤上山锚喷1038.374.98.75 744.15 1.79 5+140m工作面顺槽铁棚127.48.464.55.02 3069.12 1.12 4工作面木支架4509.23.65.02 5111.40 1.39 6+140m工作面回风铁棚127.48.464.55.02 2938.73 1.12 回风石门锚喷1038.464.58.75 604.39 1.94 8新回风井锚喷1038.464.512.75 16826.12 2.83 12小计132.36 13局部通风阻力按摩

117、擦阻力20%计算26.47 14总计158.83 二、选用风机特点（一）该风机采用电机与叶轮直联的方法，简化了结构，提高了传动效率，维修方便，运转安全。（二）风机设置后导叶，提高了静压效率，节能效果显著，与离心式风机相比可节能40%。（三）该风机可以反转实现反风，不必另设反风道，具有投资少，反风速度快的优点，且安装条件简单、方便、适用性广。（四）动叶片在停机状态下可实现无级调整。风机性能曲线图中的角度系指叶片根部的安装角，通过安装角的调整，可改变风机的风量、风压。三、工况确定（一）通风网路静压特性方程 容易期：H易=0.103Q2 困难期：H难=0.121Q2（二）工况点参数风井风机特性曲线：

118、详见图51、52矿井东翼、西翼风井的主扇风机特性曲线图。1.东翼采区容易期运行时，工况参数M东前风量Q=13.9m/s 静压Hst=302.9Pa困难期运行时，工况参数M东后：风量Q=16.39m/s 静压Hst=312.6Pa效率均取=62.52.西翼采区困难期运行时，工况参数M难：风量Q=14.03m/s 静压Hst=378.8Pa效率均取=67.2第三节 井下通风构筑物一、风门风门是最为常用的构筑物，安装在既要隔断风流又要通车行人的巷道中。在只行人不通车或车辆稀少的巷道中可设置普通风门；在车辆通过频繁的巷道内应设置自动风门，或撞杆式自动风门。撞杆式自动风门结构简单，动作可靠，车辆挤压撞杆

119、把风门打开，矿车通过后风门借自重关闭。缺点是车速高而通车频繁的巷道，撞杆构件容易损坏。XX煤矿为小型矿井，生产期间可根据实际情况自选。风门安装要注意如下几点：（一）门墙四周帮、顶、底均需掏槽，掏槽深度在煤中不小于0.4m，岩层中不小于0.2m，槽中填实、无缝隙、门墙厚度不小于0.45m。（二）门框规整，向关门方向倾斜8085角，与门板接触处有可缩件衬垫，门框下设门坎，过车巷道门坎留轨道槽缝。（三）门板要严密，错口接缝无漏风，木门板厚度不小于30mm，铁门板厚度不小于2mm，通车巷道门板下部设挡风帘。（四）电缆、风管、水管孔要堵严。（五）风门前后5m内支架完好，无空帮空顶。二、挡风墙（密闭）挡风

120、墙是隔断风流的构筑物，用来封闭废弃的采空区、火区等某一区域或是一段巷道。挡风墙分为临时和永久两种。临时挡风墙一般是在立柱上钉木板，木板缝上抹黄泥或石灰。永久挡风墙常用砖、料石、水泥等不燃材料砌筑。挡风墙的构筑应注意以下几点：1.临时性挡风墙四周帮、顶、底需掏槽，槽深在煤中不小于0.6m，岩层中不小于0.3m，严密无漏风。2.用木柱、木板砌筑时，木板接缝严密，并用黄泥、石灰抹面，无裂缝。3.墙内外5m内支架完好，并用防腐支架，密闭巷道内无积煤。4.墙外设置栅栏、警标。5.永久性挡风墙四周帮、顶、底掏槽深度，煤中不小于1m，岩石中不小于0.5m，用不燃材料建筑，墙上部厚度不小于0.45m，下部厚度

121、不小于1m，并用石灰刷白，墙无裂缝、重缝、无漏风。三、风桥如果进风巷与回风巷在同一平面上交会，为了把进风流回风流截然分开，在交会处要构筑风桥。风桥分为铁筒风桥、混凝土风桥、绕道式风桥三种。铁筒风桥由铁筒与风门组成。在服务年限短通过风量小于10m/s的情况下使用。混凝土风桥在通过风量为1020m/s的情况下使用。绕道式风桥服务年限长，通过风量较大的情况下使用。构筑永久性风桥时应注意如下几点：1、主要风桥需用不燃材料建筑，砌成流线形，坡度不大于25度，断面积不小于原巷道断面的80%，砌墙厚度不小于0.45m，掏槽深度与主要风门相同。2、桥下巷道前后6m支架需加固。第四节 矿井安全生产监控系统XX煤

122、矿为低瓦斯矿井井型，现为技术改造矿井。XX煤矿根据现行煤矿安全规程（2011版）、煤炭工业小型矿井设计规范、矿井防灭火规范、矿井通风安全监测装置使用规定、煤矿安全监控系统通用技术要求AQ6201-2006标准等要求，结合该矿井的建设规模，安全监测监控系统已选用KJ65N型安全监测监控系统。依照矿井的灾害种类及灾害程度，本系统对瓦斯、风速、风门、主要设备的开停等参数进行监测监控。该系统并具有甲烷断电仪和甲烷风电闭锁装置的全部功能。当电网停电后，必须保证系统正常工作不小于2h；系统必须具有防雷电保护，必须具有断电状态和馈电状态检测、报警、显示、存储和打印报表功能。为了保证监控系统高效可靠地运行，还

123、配备了相应的维修仪表。本矿井已在井口地面调度室设置KJ65N型安全监测监控系统1套。每套KJ65N型安全监测监控系统包括监控主机2台，一台工作，一台备用、在线式UPS、打印机、报警装置、模拟屏、录用电话等各1套。同时在矿长、生产安全科各设一套电脑终端。供电电源为220V，备用电源采用在线式UPS。系统采用KJ65N型矿用信息传输接口，负责监控系统主机1井下分站的数据传输与交换，可对井下瓦斯、一氧化碳、二氧化碳、氧气、风速、温度、水位等环境参数及地面、井下的各种设备的开/停、馈电、风门开闭等状态进行实时监控、监测和记录。传输距离远，抗干扰能力强，具有异地断电，远程手动控制、远程断电、故障闭锁、断

124、电和馈电状态监测，风、电、瓦斯闭锁功能。井筒电缆和分站间传输干线采用MHYA32-41.5型电缆，分站至传感器电缆采用MHYVR-41.5型，全部电缆均为具有煤安标志的阻燃电缆。本设计在通风机房、井下B5煤层工作面、主变电所、扫边槽煤层工作面、配电点及+70m东、西运输大巷均设环境监测分站共6台。该分站分别对瓦斯、风压、风速、设备开停、开关进行各参数检测，并对各掘进头设备实行风、电、瓦斯闭锁，对采、掘工作面设备实行瓦斯超限报警断电。掘进工作面环境环监测仪实时监控和连续监测记录掘进面的回风流瓦斯浓度变化、风机风速大小、被控设备的通、断电状态，当瓦斯浓度超限及风筒风速过低时，实现报警及瓦斯通风闭锁

125、风功能。采煤工作面环境监测仪，实时监控工作面的回风流瓦斯浓度、馈电、断电状态，当瓦斯浓度超限时实现瓦斯超限报警及断电闭锁功能。在风井通风机房设置矿井环境监测仪一套，实施监测和连续记录回风压力、风门开关状态及主通风机的开停及馈电状态。在采煤工作面（上偶角、回风顺槽中距工作面10m处和距回风道1015m处）设置低浓度瓦斯传感器3个，根据煤矿安全规程（2011版）一百六十八条：表3中规定报警浓度为1.0%CH4；断电值为1.5% CH4、断电范围为工作面及回风巷中全部非本质安全电气设备，复电值为1.0% CH4。特别说明：赣符厅字200559号文：坚持采掘工作面瓦斯浓度0.9%断电管理制度，从200

126、5年7月1日起全省所有煤矿瓦斯报警器的断电值下调至0.9%。闭锁系统由瓦斯及其它有害气体传感器、风速等传感器、风筒开关、矿井环境监测分站及局部扇面分级和掘进工作面的电器设备组成。只有在局扇正常供风，掘进巷道内瓦斯浓度不超过规定时，方能向巷道内电器设备供电；当正常工作局扇因故障停止运行时，通过局扇磁力启动器节点自动切换到备用局扇并自动切断巷道内电气设备电源。当掘进工作面过掘进工作面回风流中瓦斯传感器超过规定时，通过矿井环境监测分站的断电输出接点自动切断瓦斯传感器控制范围内的电源，局扇照常运转。若局扇停止运转，停风区域内瓦斯浓度超过规定时，工作局扇和备用局扇通过矿井环境监测分站的风机停电闭锁输出接

127、点同时被闭锁，在恢复同分前必须首先检查瓦斯，在符合煤矿安全规程（2011）版第一百二十九开启局部通风机的条件时，方可解除闭锁，人工启动局扇，恢复供风供电。第五节 井下人员定位系统 一、安装矿井井下人员跟踪定位系统监测监控设备的选择（一）矿井人员跟踪定位及考勤管理系统具有的功能：1.对井下人员实时动态跟踪监测，位置自动显示；2.对井下人员在指定时间段所处区域及运动轨迹回放；3.实时查询、打印当前井下人员数量及分布情况；4.可对事故现场被埋人员进行搜寻和定位，以便及时救护；5.入井人员的考勤、统计、存储、打印；6.系统监控主机、全面预装WINDOWS9X/2000操作系统和最新版的监控软件；7.监

128、测图页静态和动态编辑作图对用户开放，支持多种图形格式，鼠标和键盘均可操作。全面支持实时多任务，在系统进行实时数据采集的同时，系统可进行记录、显示、查询、编辑、人工录入、网路通信等；8.屏幕显示为页面式，图形文本兼容，每页显示的信息由用户自行定义编制，直至屏幕显示满为止；9.系统中心站及网路终端可以局域网方式联网运行，使网上所有终端在使用权限范围内都能共享监测信息和系统综合分析信息、查询各类数据报表；10.可以在地面中心站连续集中监测处理64台人员定位分站，监测处理人员65535人；11.监控软件具有很强的作图能力，并提供有相应的图形库，操作员可在不间断监测的同时，容易地实现联机并完成图形编辑、

129、绘制和修改；12.权限管理下的人员监测信息局域网资源共享；13.方便与KJ系列煤矿监控系统联网集成；14.监控分站设计了就地初始化功能，可存储地面中心站对该监控分站的地址等设置，当通讯电缆出现砸断、短路等严重故障时，造成地面中心站与之失去联系时，监控分站仍能独立工作，存储人员监测数据，且不影响其它监控分站的正常工作；15.人员分站设计了有高可靠性的保护电路和程序纠错功能，在分站出现故障时，可在极短的时间内自动复位并重新启动单片机投入运行；16.在人员分站电路设计时对所有与外界联系的输入、输出电路部分增加了安全栅隔离电路及保护电路，以防误接线或线路信号异常等外界因素对分站造成的损害，使得监控分站

130、的可靠性得以进一步提高；17.分站具有就地汉字液晶显示人员编码和日历时钟功能，可用遥控器进行记录查询；18.可以RS485或DPSK方式与地面系统监控主机进行双向通讯；19.无线人员编码发射器采用低功耗设计，重量轻，无须外部电源，有多种携带方式供选择。（二）矿井人员跟踪定位及考勤管理系统设备的选型根据以上特点，选用重庆梅安森科技发展有限责任公司研制成功并推广使用，重庆普联电气成套设备有限责任公司生产的KJ90NA型矿井人员跟踪定位及考勤管理系统。二、KJ90NA型矿井人员跟踪定位及考勤管理系统的特点(一)该矿井人员跟踪定位及考勤管理系统技术先进、设计合理、结构新颖、功能丰富，主要技术性能指标符

131、合煤矿实际需要。根据其它矿井现场应用表明其技术水平领先于国内同类产品的技术水平。（二）KJ90NA型矿井人员跟踪定位及考勤管理系统是采用目前最先进的2.4G无线扩频通讯技术，具有很强的抗干扰能力和高速数据传输速率，彻底解决了远距离、大流量、超低功耗、高速移动标识体的识别和数据传输难题。（三）该系统可与KJ系列型煤矿安全监控系统共用平台，无须重复布线，通过增设KJ73-F(A)型读卡分站和KJF202型动态目标识别器，人员携带KGE103型人员标识卡即可实现矿井人员跟踪定位及考勤管理，清楚掌握每个井下人员的位置及活动轨迹，为事故抢险提供科学依据。（四）该系统最大的特点是采用读卡分站加识别器的模式

132、，一个读卡分站可接多台识别器，对布点非常有利，而且读卡分站同样可以连接各种传感器实现环境及生产监控功能，真正实现环境监控和人员定位合二为一。三、KJ90NA型矿井人员跟踪定位及考勤管理系统的组成KJ90NA型矿井人员跟踪定位及考勤管理系统的组成（详见表54）。（一）KJ73F(A)型读卡分站1.产品简介KJ73F(A)型读卡分站，通过非接触工作方式实现对井下人员目标进行识别和定位，并将人员信息传递到地面中心站计算机进行集中处理，该产品是KJ90NA型矿井人员管理系统的主要配套设备之一。 2.主要特点（1）与中心站之间采用差分传输通讯方式，可接受各种指令，并向中心站发送采集的人员定位信息。（2）

133、采用先进的射频识别技术（RFID），远距离可靠识别。（3）分站备用电池可保证在交流电网断电的情况下连续工作2小时以上。（4）电路采用模块化设计，集成度高，可靠性和稳定性好。（5）、能与KDW55A配套使用。3.主要技术参数（1）识别距离：9m1000m;（2）同时识别标识卡数量：200；（3）可连接动态目标识别器数量：4.4.分站与中心站间传送（1）、传送方式：差分传送；（2）、传输速度：2400bps；（3）、最大传输距离：15Km；（4）、输入电压等级：660V/380V/220V/127V。5.读卡分站与目标识别器及人员识别卡的连接方式（见图51）KJ90NA型矿井人员跟踪定位及考勤管理

134、系统设备表*表54序号设备名称设备规格型号单位数量1监控主机17显示器台22智能通讯接口台13监控软件KJ90NA型套14考勤分站核对屏配套快15数据传输接口KJJ46台16信号避雷器KHX90台27激光打印机台18UPS不间断电源STK1 KVA/2h台19分站电源箱台210电源避雷器KHD90台111人员标识卡KGE103张9212矿用读卡分站KJ73F台113动态目标识别器KJF202台614通讯电缆PUYU147/0.43Km0.815矿用接线盒二通个1016矿用接线盒三通个4（二）KJF202型动态目标识别器主要参数1.环境温度：0+40； 2.平均相对湿度：95%RH(+25)；

135、3.大气压力：80KPa110Kpa； 4.工作电压：824VDC； 5.工作电流：120mA; 6.传输方式：与识别卡采用2.4GB无线射频通讯方式与读卡分站采用RS485通讯方式； 7.工作方式：长期连接。（三）、KGE103人员识别卡主要参数1.环境温度：0+40；2.平均相对湿度：95%RH(+25)；3.大气压力：80KPa110Kpa； 4.信号调制方式：直序扩频GFSK; 5.频率：2.4GHz；6、识别距离：9m； 6.电池电压/容量：3.6V/1900mAh锂电池；7.最高开路电压：3.7VDC;8.待机工作电流：75A。四、KJ90NA型矿井人员跟踪定位及考勤管理系统安装示

136、意图根据XX煤矿的井下巷道布置特点，拟定在地面和井下各安设一台KJ73F(A)型读卡分站，在井下安设KJF202动态目标识别器6台，安设的具体位置（详见图52）。第六节 安全检测设备配置XX煤矿现为技术改造矿井，井田内的地质及开采技术条件中等，矿井预划定的开采范围内，现西翼采区有关闭的相邻矿井，现井下浅部开采还存在不少地质问题、水文情况，以后改进开采工艺条件有待生产中进一步验证或查明。XX煤矿根据煤矿安全规程，国家煤矿安全监察局煤安监监一字200152号文发布煤矿初步设计安全专篇编制内容(试行)的通知要求，并参照矿井通风安全基本装备配备标准，XX煤矿因地制宜合理地配备了安全检测仪器、仪表和各类

137、设备。详见表55。XX煤矿安全检测设备配备表 表55序号名称型号单位数量总价(万元)备 注一矿井通风检测1高速风表AFC-121个12中速风表DFA-2个33微速风表DFA-3个34放炮警戒器MDJ台35秒表块26通风干温表DHJ1个17干温温度计DHM1个28双管水银压力表DYB3支19皮托管AEP系列支4二矿井气体检测1光学瓦斯检定器CWJ-1A台82光学瓦斯检定器CWJ-2台53风电瓦斯闭锁AK201C套34甲烷报警断电仪TD型台55新型瓦斯检测报警仪KJB台5 XX煤矿安全检测设备配备表 表55序号名称型号单位数量总价(万元)备 注6瓦斯检定器校正仪CJX-2台27一氧化碳检定器AT2

138、台38充电器CDQ-91台6三矿井粉尘检测1呼吸性粉尘采样器AZF-02台12掘进通风除尘器JTC台3四矿山压力及地质测量1顶板动态监测报警仪SDJ(DJ)数字套12岩石强度仪BYQ-1套13矿山经伟仪DJ-60台14矿山罗盘仪KL-100个25地质罗盘仪DL-50个26激光指向仪JTY-3台2五矿井救护类设备1过滤式自救器AZL-60 60X只100备用10%2氧气呼吸器AHG-2台103自救器检查仪ZJ-1台24自救器专用称重仪ASC-3Z台15氧气器检校仪AHY-6台16氧气填充泵CT-250台17灾区电话台1合 计第六章 主要机电设备第一节 提升设备根据XX煤矿技术改造后矿井的开拓方式

139、方案，主斜井进行延深，并新开拓副斜井。主斜井担负整个矿井的提煤、上下人员、提矸（按9万t/a的生产能力计算）及东翼采区材料设备的混合提升工作。副斜井担负矿井西翼采区的提矸（按4万t/a的生产能力计算）、材料设备辅助提升工作，本设计在提升设备选型过程中，同时考虑了副斜井以后能满足4万t/a的提煤能力。一、主斜井提升设备选型计算（一）基础条件1矿井设计年生产能力：An=9（万t/a）2井筒倾角：=253井筒深度：Ht=142m（井口：+212m，井底：+70m）4井筒斜长：L=336m5车场形式：平车场，LB=25m，LH=15m6工作制度：每年工作日br为330d，每天净提升时间t=16h7提升

140、不均匀系数：C=1.258提升方式：双钩串车提升9. 提升内容：混合提升10矿车型号：MF1.1-6翻斗式矿车，自重：QZ=600kg，装煤：QK=1000kg 装矸：QK=1800kg（二）混合提升内容：1.最大班下井人数：69人2.矸石量：15%=23（t/d）3.支护采用金属、木支架；2次/班4.下雷管炸药：各1次/班5.提运设备器材：1次/班6.其它：4次/班7.长材料提运放在第三班进行（三）一次提升时间的计算采用五阶段速度图1提升距离：Lt=LLBLH =3362515=376m2初选：Vm=2.45(m/s)，a0=0.3(m/s2),a1=a3=0.5(m/s2)，V0=1.0(

141、m/s)3速度图计算重矿车在井底车场运行段（1）初加速段t0=3.33(s)L0=V0t0=13.33=1.67(m)（2）在车场内低等速运行段L01=LHHHHHHHL0=151.67=13.33(m)t01=13.33(s)重矿车在井筒中运行段（3）在井筒中加速段t1=2.9(s) L1=2.9=5(m) （4）减速段t3=t1=2.9(s)L3=L1=5(m)（5）等速运行段L2=Lt-(LH+LB+L1+L3)=376-(15+25+5+5)=326(m)t2=133.06(s) 重矿车在上部车场运行段(6)末减速段t5=t0=3.33(s)L5=L0=1.67(m)(7)低等速运行段

142、L4=LBL5=251.67=23.33(m)t4=23.33(s)4一次提升循环时间Tg=t0+t01+t1+t2+t3+t4+t5+5+=3.33+13.33+2.9+133.06+2.9+23.33+3.33+25182+25=207（s）(四)混合提升任务完成时间计算1.提矸石：23t/d，每次提2车，装载系数取0.9T矸=0.21(h) 2.下支护材料：2次/班T支=0.12(h) 3.运送雷管炸药：2次/班 Vm=1m/sT炸=0.28(h) 4.提运设备器材：1次/班T设=0.06(h) 5.保健及其他提升：4次/班T其=0.23(h) 辅助提升最大班时间：T辅= T矸+ T支+

143、 T炸+ T设+ T其=0.21+0.12+0.28+0.06+0.23=0.95(h) 符合要求6.上下人员所需时间最大班下井人数：69人,选用XRC8-6/4型斜井人车.人车每次乘8人，每次一车，=30（s），提升次数：N=8.6(次)，取9次 ，斜井人车升降人员时采用三阶段速度图：Tr=+=+30=174(s)提升时间：t=0.44(h)每班人员上下井总时间：TR=0.441.51.2=0.79(h) =2844(s)=47.4min60min符合要求实际提煤时间：T b=16-3TR-3T辅=16-30.79-31.1=10.33(h)（五）提升能力计算年实际提煤能力：AN=11371

144、790000（t/a） 满足要求（六）提升钢丝绳的选择：1绳端荷重：（1）提矸时：（按一次提矸2车计算）Qd=n（Qz+Qk）(sin+f1cos)=2(600+1800)0.432=2073.6()（2）提煤时：（按一次提煤3车计算）Qd=n（Qz+Qk）(sin+f1cos)=3(600+1000)0.432=2073.6()（3）提人时：（以每车坐8人、每人按70kg计算）Qd=（Qz+ Qk）(sin+f1cos)=（1005+870）0.432=676.1()2钢丝绳悬垂长：Lc=Lt+50=376+50=426(m)3提升钢丝绳单位长度重量计算：提煤、矸时：Pk=0.99(/m)提

145、人时：Pk=0.4(/m)根据计算结果，按提煤、矸时的钢丝绳单位长度重量选型，故选用67FC-20-1570型圆股钢丝绳作提升钢丝绳，其规格为qs=1.38/m，Qq=208kN (21216)f，B=1570MPa。4提升钢丝绳安全系数校核： 提煤时：m=8.77.5 符合要求提人时：m=20.579 符合要求（七） 提升机选择校核：1滚筒直径：D=60d=6020=1200(mm)考虑斜井井筒较长，故选用2JTP-1.61.2型提升绞车，滚筒直径1.6m，滚筒宽度1.2m，最大静张力45kN(4590)，最大静张力差30kN(3060)，钢丝绳最大直径24mm，最大速度Vm=4m/s，减速

146、比i=20，配套电动机功率N=132kW，此次设计选用钢丝绳直径20mm，最大速度Vm=2.45m/s，配套电动机功率N=75kW，该提升绞车能满足升降人员的要求。2最大静张力与最大静张力差：最大静张力：Fj=Qd+PkLt（sin+f2cos）= 2073.6+1.383760.604 =2387()4590 () 符合要求最大静张力差：Fc=Q（sin+f1cos）+ PkLt（sin+f2cos）=218000.432+1.383760.604=1868.6()3060() 符合要求3滚筒宽度：B=（+3）(d+)=(+3)(20+2)=10201200mm 缠绳2层,符合要求。4电动机

147、功率：Ne= =53.175 (kW) 符合要求（八）提升系统运动部分变位质量的计算1.变位重量电动机的变位重量：Gd=1797(kg)天轮的变位重量：Gt=343(kg)提升机的变位重量：Gj=5480(kg)提升钢丝绳总长：Lp=Lc+Lx+30+3Dg +Dt =426+50+30+31.6+0.51.4=523.3(m)总变位重量：G=Qd+Gd+Gt+Gj+PkHp=2073.6+1797+343+5480+1.38523.3=10415.45(kg)2.变位质量M=1061.7(kgs2/m)（九）提升系统运动力的计算为简化计算，钢丝绳及空、重车运行中的倾角全按井筒倾角计算。初加速

148、段：F0=Kn(Qz+Qk)(sin+f1cos)+PkLt(sin+f2cos)+Ma0=1.12(600+1800)0.432+1.383760.604+1061.70.3=2912.9()初加速终了时： F0=F0PkL0(sin+f2cos)=2912.91.381.670.604=2911.5()低等速开始时：F01= F0Ma00.3=2593()低等速终了时：F01=F01PkL01(sin+f2cos)=25931.3813.330.604=2581.9()加速开始时：F1= F01+=2581.9+1061.70.5=3112.8()加速终了时：F1=F1PkL1(sin+f

149、2cos)=3112.81.3850.604=3108.6()等速开始：F2= F1-=3108.61061.70.5=2577.8()等速终了时：F2=F2PkL2(sin+f2cos)=2577.81.383260.604=2306.1()减速开始时：F3=F2-0.5=1775.3()减速终了时：F3=F3PkL3(sin+f2cos)=1775.31.3850.604=1771.1()爬行开始时：F4=F3+Ma0=1771.1+1061.70.3=2089.6()爬行终了时：F4=F4PkL4(sin+f2cos)=2089.61.3823.330.604=2070.2()制动减速阶

150、段：F5=F4-Ma00.3=1751.7()制动停车：F5= F5PkL5(sin+f2cos)=1751.71.381.670.604=1750.3()（十）电动机容量校核等效力计算t=(F0+ F02)t0+(F01+ F012)t01+(F1+ F12)t1+(F2+ F2F22+ F22)t2+(F3+ F32)t3+(F4+ F42)t4+(F5+ F52)t5=(2912.9+2911.52)3.33+(2593+2581.92)13.33+(3112.82+3108.62)2.9+(2577.8+2577.82306.1+2306.12)133.06+(1775.3+1771.

151、12)2.9+(2089.6+2070.22)23.33+(1751.7+1750.32)3.33= 1060073316 (kg2s)等效时间Td=（t0+ t01+ t1+t3+t4+t5）+t2+=（3.33+13.33+2.9+2.9+23.33+3.33）+133.06+20=164.3(s)等效力Fdx=2540.09(kg)等效功率Ndx=72.16(kW)75(kW) 符合要求电动机过负荷系数的校验=0.610.75 符合要求二、副斜井提升设备选型计算（一）基础条件1矿井设计年生产能力：An=4（万t/a）2井筒倾角：=283井筒深度：H=160m（井口：+237m，井底：+7

152、3m）4井筒斜长：L=349m5车场形式：平车场，LB=25m，LH=15m6工作制度：每年工作日br为330d，每天净提升时间t=16h7提升不均匀系数：C=1.258提升方式：单钩串车提升9 矿车型号：MF1.1-6翻斗式矿车，自重：QZ=600kg，装矸：QK=1800kg（二）辅助提升内容：不升降人员1矸石量：15%=18.2（t/d）2支护采用金属、木支架；3次/班3. 下雷管炸药：各1次/班4提运设备器材：2次/班5其它：4次/班6 长材料提运放在第三班进行（三）一次提升时间的计算采用七阶段速度图1提升距离：Lt=LLBLH =3412515=381m2初选：Vm=2.5(m/s)

153、，a0=0.3(m/s2),a1=a3=0.5(m/s2)，V0=1.0(m/s)3速度图计算重矿车在井底车场运行段（1）初加速段t0=3.33(s)L0=V0t0=13.33=1.67(m)（2）在车场内低等速运行段L01=LHHHHHHHL0=151.67=13.33(m)t01=13.33(s)重矿车在井筒中运行段（3）在井筒中加速段t1=3(s) L1=3=5.25(m) （4）减速段t3=t1=3(s)L3=L1=5(m)（5）等速运行段L2=Lt-(LH+LB+L1+L3)=381-(15+25+5.25+5.25)=330.5(m)t2=132.2(s) 重矿车在上部车场运行段（

154、6）末减速段t5=t0=3.33(s)L5=L0=1.67(m)（7）低等速运行段L4=LBL5=251.67=23.33(m)t4=23.33(s)4一次提升循环时间Tg=2（t0+t01+t1+t2+t3+t4+t5+）=2（3.33+13.33+3+132.2+3+23.33+3.33+20）=403（s）（四）提升钢丝绳的选择：1绳端荷重：提矸时：按一次提矸2车计算Qd=n（Qz+Qk）(sin+f1cos)=2(600+18000.478=2294.4()提煤时：按一次提煤3车计算Qd=n（Qz+Qk）(sin+f1cos)=3(600+1000)0.478=2294.4()2钢丝绳

155、悬垂长：Lc=Lt+50=381+50=431(m)3提升钢丝绳单位长度重量计算：Pk=1.11(/m)根据计算结果，选用67FC-20-1570型圆股钢丝绳作提升钢丝绳，其规格为qs=1.38/m，Qq=208kN (21216)f，B=1570MPa。4提升钢丝绳安全系数校核： m=7.927.5 符合要求（五）提升机选择校核：1滚筒直径：D=60d=6020=1200(mm)选用JTP-1.21.0型提升绞车，滚筒直径1.2m，滚筒宽度1.0m，最大静张力30kN(3060)，最大静张力差30kN(3060)，钢丝绳最大直径20mm，最大速度Vm=2.5m/s，减速比i=24，配套电动机

156、功率N=75kW。2最大静张力与最大静张力差：最大静张力：Fj=Qd+PkLt（sin+f2cos）=2294.4+1.383810.646=2634.1()3060 () 符合要求最大静张力差：Fc=Q（sin+f1cos）+ PkLt（sin+f2cos）=218000.478+1.383810.646=2060.5()3060 () 符合要求3滚筒宽度：B=（+3）(d+)=(+3)(20+2)=903.31000mm 缠绳3层，符合要求。4电动机功率：Ne= =76.475(kW) 不符合要求选用JR116-6型低压电动机，功率95kW，转速971r/min，过载系数1.9，转动惯量6

157、kgm2。（六）辅助提升任务完成时间计算1.矸石：18.2t/d，每次提2车，装载系数取0.9T矸=0.32(h) 2.下支护材料：3次/班T支=0.34(h) 3.运送雷管炸药：2次/班 Vm=1m/sT炸=0.28(h) 4.提运设备器材：2次/班T设=0.22(h) 5.保健及其他提升：4次/班T其=0.45(h) 辅助提升最大班时间：T辅= T矸+ T支+ T炸+ T设+ T其=0.32+0.34+0.28+0.22+0.45=1.635(h) 符合要求井筒可行人时间：T人=5- 1.63=3.37(h)实际提煤时间：T b=16-3T辅=16-31.94=10.18(h)（七）提煤能

158、力计算年实际提煤能力：按提煤3车计算。AN=57612.640000（t/a） 满足要求（八）提升系统运动部分变位质量的计算1.变位重量电动机的变位重量：Gd=1350(kg)天轮的变位重量：Gt=343(kg)提升机的变位重量：Gj=2480(kg)提升钢丝绳总长：Lp=Lc+Lx+30+3Dg +Dt =431+50+30+31.6+0.51.4=528.3(m)总变位重量：G=Qd+Gd+Gt+Gj+PkHp=2294.4+1350+343+2480+1.38528.3=7196.45(kg)2.变位质量M=733.6(kgs2/m)（九） 提升系统运动力的计算为简化计算，钢丝绳及空、重

159、车运行中的倾角全按井筒倾角计算。初加速段：F0=Kn(Qz+Qk)(sin+f1cos)+PkLt(sin+f2cos)+Ma0=1.12(600+1800)0.478+1.383810.646+733.60.3=3083.6()初加速终了时： F0=F0PkL0(sin+f2cos)=3083.61.381.670.646=3082.1()低等速开始时：F01= F0Ma00.3=2862()低等速终了时：F01=F01PkL01(sin+f2cos)=28621.3813.330.646=2580.1()加速开始时：F1= F01+=2580.1+733.60.5=2946.9()加速终了

160、时：F1=F1PkL1(sin+f2cos)=2946.91.385.250.646=2942.2()等速开始：F2= F1-=2942.2733.60.5=2575.4()等速终了时：F2=F2PkL2(sin+f2cos)=2575.41.38330.50.646=2280.8()减速开始时：F3=F2-0.5=1914()减速终了时：F3=F3PkL3(sin+f2cos)=19141.385.250.646=1909.3()爬行开始时：F4=F3+Ma0=1909.3+733.60.3=2129.4()爬行终了时：F4=F4PkL4(sin+f2cos)=2129.41.3823.33

161、0.646=2108.6()制动减速阶段：F5=F4-Ma00.3=1888.5()制动停车：F5= F5PkL5(sin+f2cos)=1888.51.381.670.646=1887()（十）电动机容量校核等效力计算t=(F0+ F02)t0+(F01+ F012)t01+(F1+ F12)t1+(F2+ F2F2+ F22)t2+(F3+ F32)t3+(F4+ F42)t4+(F5+ F52)t5=(3083.6+3082.12)3.33+(2862+2580.12)13.33+(2946.92+2942.22)3+(2575.4+2575.42280.8+2280.82)132.2+

162、(1914+1909.32)3+ (2129.4+2108.62)23.33+(1888.5+18872)3.33= 1046039279(kg2s)等效时间Td=（t0+ t01+ t1+t3+t4+t5）+t2+=（3.33+13.33+3+3+23.33+3.33）+132.2+20=163.5(s)等效力Fdx=2529.39(kg)等效功率Ndx=73.33(kW)95(kW) 符合要求电动机过负荷系数的校验=0.640.75 符合要求第二节 排水设备一、矿井排水设备选型计算（一） 设计条件1.正常涌水量：QH=33.06m3/h2.最大涌水量：QM=49.5 m3/h3.排水高度：

163、Hp=142m(井口+212m井底+70 m)4.扬程损失系数：K=1.255.矿井水性质：中性（二）水泵的选择1.正常涌水量时水泵必须的排水能力Q正=1.2QH=1.233.06=39.67(m3/h)2.最大涌水量时水泵必须的排水能力Q大=1.2QM=1.249.5=59.4(m3/h)3.水泵最小扬程为Hg=K(Hp+5.5)=1.25(142+5.5)=184.38(m)选择D46-504型多级离心式清水泵，其技术参数为：Q=46 m3/h，H=200m，N=45kW；4.正常和最大涌水量时所需工作的水泵台数n正=0.86台 取1台n大= 1.3台 取2台按规定选用3台水泵，正常涌水量

164、时1台工作，1台备用，1台检修，最大涌水量时2台工作，一台备用检修。5.正常和最大涌水量时水泵每天工作时间T正=17.25(h)20(h)符合要求T大=12.91(h)20(h)符合要求（三）排水管路的确定1.根据矿井排水特点及排水高度，选用无缝钢管为排水管。2.排水管直径计算选取排水管水流速度vd=2m/sdp=0.0902(m)该排水管选择标准管径100mm的无缝钢管。实际排水管水流速度Vdp=1.63(m/s)3.管道壁厚计算许用应力Rk=800kg/cm2，管子内部液体压力P=14.2kg/cm2，附加厚度a=0.2mm。g=+a=+0.2=0.29(cm)选择标准无缝钢管1084为排

165、水管，敷设两趟；正常排水时一趟工作，一趟备用；最大涌水量时，两趟管路同时排水。4.并选择标准无缝钢管1334作吸水管实际吸水管水流速度Vdx=1.04(m/s)5.管路中的扬程损失（1）排水管路和吸水管路的各种附件其等值长度查表后总计分别为53.78米和29.44米（2）排水管长度地面长度取5m,水泵房长度取20m，井筒管长336m。Lp=5+20+336=361(m)（3）吸水管长度吸水高度取5.5m，吸水管平长取1.5m。Lx=5.5+1.5=7(m)（4）水和管壁摩擦的阻力系数：p取0.038, x取0.0352,（5）排水管路中的扬程损失Hp=p=21.34(m)（6）吸水管路中的扬程

166、损失Hx=x=0.57(m)（7）管路中的扬程损失Hp+Hx=21.34+0.57=21.91(m)（8）水泵总扬程H总=142+5.5+21.91=169.41200m考虑水泵磨损使扬程降低、管壁积垢增加阻力H终=169.411.06=179.57200m选择的水泵是合适的（四）确定水泵的工况点吸水面至排水口高度Ht=142+5.5=147.5(m)管道阻力系数R=0.0152按H=Ht+RQ2，在水泵特性曲线上绘出的管路特性曲线，查得对应的Qr、Ht和r为水泵工作时的流量、扬程和效率分别为Qr =50.78m3/h46m3/hHr =186.76m0.95200=190mr =62.3%0

167、.8954%=48.06%（五）水泵的轴功率取矿井水的比0=1020kg/m3N轴=42.28(kW)（六）电动机容量取富裕系数k=1.2，传动效率c=0.97Nc=1.2=52.3 kW45kW配套电动机不符合要求经计算，由于管路阻力很小，该水泵扬程过高，工况点右移超过水泵的合理工作区域，电动机过载，且可能产生汽蚀现象，必须进行调整。因此，在水泵初期运行时，采取减少叶轮或切削叶轮外径的方法来调整水泵的扬程，使水泵工况点在合理工作区域运行；在后期，因水泵和管路阻力增大，再将水泵恢复原状。（七）年耗电量矿井年产量A=9万t/年，最大涌水时间为45天，电动机效率d取0.88，电网效率X取0.95，

168、水泵平均每天运转小时数T年=320n正T正+45n大T大=320117.25+45212.91=6682(h)t=18.31(h)年耗电量(按该泵工况点在合理工作区域最右端运行时计算)W年=338034.44(kWh/t) （八）吨煤电耗W吨=3.76(kWh/t) 第三节 通风设备XX煤矿为低瓦斯矿井，煤尘具有爆炸性。矿井技术改造后，分东西两翼采区生产，通风方式采用分区式通风。矿井开采深度较大。本次设计的生产水平为+70m标高，风机选型考虑到矿井今后需延深的回风要求，经计算矿井东翼采区供风量为16.39m/s，西翼采区供风量为14.03m/s，矿井技改后，矿井东翼采区容易期最大负压为302.

169、9Pa，困难期最大负压为312.6Pa；西翼采区困难期最大负压为378.8Pa。一、 风机选型 风机型号：YBK56-6-NO13 （湘潭平安电气集团有限责任公司）电机型号：YBFe200L2-6 N=22Kw； 风 量：6.023.0m/s 静 压：150800Pa本设计根据矿井通风容易期及困难期的通风参数变化，选用YBK56-6-NO13型地面防爆抽出式轴流通风机东西两翼风井各二台，一台工作，一台备用。二、选用风机特点（一）该风机采用电机与叶轮直联的方法，简化了结构，提高了传动效率，维修方便，运转安全。（二）风机设置后导叶，提高了静压效率，节能效果显著，与离心式风机相比可节能40%。（三）

170、该风机可以反转实现反风，不必另设反风道，具有投资少，反风速度快的优点，且安装条件简单、方便、适用性广。（四）动叶片在停机状态下可实现无级调整。风机性能曲线图中的角度系指叶片根部的安装角，通过安装角的调整，可改变风机的风量、风压。三、工况确定（一）通风网路静压特性方程 容易期：H易=0.103Q2 困难期：H难=0.121Q2（二）工况点参数风井风机特性曲线：详见图51、52矿井东翼、西翼风井的主扇风机特性曲线图。1.东翼采区容易期运行时，工况参数M东前风量Q=13.9m/s 静压Hst=302.9Pa困难期运行时，工况参数M东后：风量Q=16.39m/s 静压Hst=312.6Pa效率均取=6

171、2.52.西翼采区困难期运行时，工况参数M难：风量Q=14.03m/s 静压Hst=378.8Pa效率均取=67.2四、反风装置该类型风机可以反转返风，在各种工况下返风率为60%以上，不需另设返风道。 第四节 压风设备XX煤矿为低瓦斯矿井，本次技术改造设计采用矿井压缩空气站为地面集中设置。改扩建工程完成后，压风管路布置在主斜井井筒内。一、供气方式矿井采用集中供气方式，在主斜井井口配置2台螺杆式空压机，一台工作一台备用。二、供气量的确定（一） 矿井风动工具：详见风动工具分配表矿井风动工具分配表风动工具工作压力kg/m2耗气量m3/min使用台数同时使用系数 同时使用耗气量m3/minG10型风镐

172、41.260.856.12YTP22型凿岩机52.4214.8（二）矿井总耗气量Q=a1a2a3niqiki=1.11.151(6.12+4.8)=13.8(m3/min)其中：a1-管道漏风系数取1.1a2-风动工具磨损耗气量系数取1.15a3-海拔高度系数取1三、空压机的选择选用15.9m3/min螺杆式空气压缩机2台，1台工作，1台备用。其技术参数为：型 号： SCR125-8 容积流量： 15.9m3/min 最大排气压力： 8.0bar 冷却方式： 风冷 电动机功率： 90kW四、压气管路由于供气压力不大，下井管路选用1085焊接钢管，井下管路使用573.5、322.5焊接钢管。第五

173、节 运输设备一、大巷运输XX煤矿为低瓦斯矿井，技术改造后，矿井分东西两翼采区生产。矿井采煤工艺采用爆破落煤采煤方式，井下采煤工作面选用刮板输送机输送原煤，西翼采区的煤炭产量通过+70东运输大巷运输，并选用蓄电池电机车运输方式。移交生产时矿车数量按煤炭工业小型矿井设计规范计算，配备MF1.1-6翻斗式矿车60辆，MLC2-6型材料车5辆，MPC2-6型平板车2辆，矿方可根据实际需要适当增减。1、日运煤量：Qd=90000/330=273 t/d2、日运矸量：Qd=2735%=13.7 t/d3、工作制度：br=330d t=16h(按主斜井日提升时间)4、矿车：翻斗式MF1.16型二、采煤工作面

174、运输采煤工作面运输设备选用SGD-420/22型可弯曲刮板输送机3台，其技术参数为：输送量： 60t/h 装机长度： 80 m 链速： 0.63m/s 电动机功率： 22kW三、井下轨道运输设备（一）由于井下运输距离较长，需选用蓄电池电机车牵引矿车运输。（二）轨道选用22kg/m，钢砼轨枕，轨距600mm。（三）蓄电池电机车型号规格型号：XK2.5-6/48A 粘重：2.5t速度：1.25m/s 数量：2台（四）配套蓄电池型号：6DG-308，一组48V；选用3组，1组工作，1组充电，1组备用。（五）选用可控硅充电机2台，1台工作，1台检修备用。型号： CKK-150/40150/dI输入电流

175、： 45/26A输出电压： 40150V第七章 地面生产系统第一节 总平面布置一、工业场地总平面布置XX煤矿现在为技术改造矿井。技改后，由于东西两翼采区相隔较远，且主斜井与新副斜井井口也相隔1500余米。因此，根据此情况，并征求矿方意见，矿井工业场地也将分为两块进行建设与管理，原主斜井工业场地沿用原有已建成的工业场地及设施，不再进行扩建，只需对涉及技术改造的功能区进行部分改造，如替换主提升绞车、增加空气压缩机，扩建储存煤坪等。本设计主要对新副斜井矿区区内工业场地设施进行设计布置，依据技改后年设计生产能力90kt/a规模，按净增生产能力进行配置，新副斜井工业区内建筑按功能性质可划分为主要生产区，

176、辅助生产区和生活福利区。1.主要生产区：工业场地布置原煤的储、装、运及矸石倒碴等主要生产系统，形成生产区。2.辅助生产区：工业场地设置有窄轨铁路联系的机电修理车间、材料库，坑木加工房及坑木场，形成辅助生产区。3.生活福利区：行政办公室、生活福利设施等。XX煤矿矿井两工业场地运输均采用公路和窄轨两种方式运输。二、地面生产系统XXXXXX煤矿主斜井地面生产设施部分利用现有设施，部分按设计新建。新副斜井地面生产系统则按新建矿井方式设计。（一）主斜井1主井地面生产系统矿井生产的原煤用1.0m3侧翻式矿车经主井运到井口车场，然后由人力推车至储煤场上方，直接翻入储煤场，人工选出大块矸石后，再用装载机装汽车

177、外运。2矸石系统井下生产中每年产出矸石约13.5kt，自主井将矸石矿车运至井口，用人工推至排矸场上方，卸入排矸场。加工后，再用装载机装车外运出售给XX镇红旗矸石砖厂。 （二）新副斜井1.新副斜井地面生产系统根据矿方意见，在新副斜井井口附近建设备用的储煤场，当主斜井提升紧张，或出现提升异常情况时，西翼采区的煤可通过副斜井提升倒入备用的储煤场。同时，在副斜井井口附近建设规模较主斜井稍小的生产功能服务设施。2. 矸石系统根据矿井西翼采区生产规模，西翼采区生产中每年产出煤矸石约8kt左右，因此，自副斜井将矸石矿车运至井口，用人工推至排矸场上方，卸入指定排矸场。加工后，再用装载机装车外运出售给XX镇红旗

178、矸石砖厂。三、矿井防排水设施布置工业场地内沿山坡坡脚设石砌截水明沟，雨水及工业废水沿明沟通过沉淀池处理后，沿修砌的排水沟排入矿区外排水沟排出矿外。场地内生产、生活废水同样经集中沉淀处理后与矿井排出废水一道沿水沟排出矿外。 第二节 井口布置及机械设备一、井口布置XX煤矿矿井技术改造工程设计的开拓方式为一主一副斜井及两翼斜风井开拓方式，即新掘副斜井及西翼风井，沿用主斜井及东翼风井。（一）主斜井井口位置在原工业广场内不变，井口座标X=3054297.5，Y=38496592.5,井口标高+212.0m，井底标高+70m，井筒净断面2.82.7mm，井筒长度334m；提升方位263，主斜井提升机装配选

179、用2JTP-1.61.2型提升机，N=75kW，采用双钩串车提升。主要功能为煤、矸、材料设备提升及排水管路安装，并兼做安全出口。（二）新副斜井井口新设计建设，井口座标X=3054622.0，Y=38495087.0,井口标高+237.0m，提升方位38，井筒坡度-28。副斜井提升机装配选用JTP-1.21.0型提升机，N=95kW，采用单钩串车提升。完成技术改造工程任务后，其主要功能为西翼采区提升矸石、材料设施运输，并兼做安全出口，若生产任务紧张时，也可承担煤的提升作用。主斜井及新副斜井井口均设有井口房，井口房主要便于上下井人员候车休息及清点人员人数外，同时安装通讯设施，便于井上下联系。本矿井

180、技改后，矿井年设计生产能力为9.0万吨。（三） 原有回风斜井不变，井口座标X=3054455.6，Y=38496309.4,技改后，其功能只承担矿井东翼采区回风任务，并作为矿井东翼采区安全出口；在井田西翼X=3054583.0，Y=38495118.0，Z=+238.0处按：38方位、：-30坡度施工新西翼斜风井，完成技改工程任务后，其主要功能承担矿井西翼采区的通风任务，并兼作安全出口。二、地面主要提升机械设备（一）主斜井主斜井提升设备经计算选用2JTP-1.61.2型提升机，其钢丝绳最大直径为24MM，大于已选钢丝绳直径20mm。技术参数如下：滚筒直径：1.6m 宽度：1.2m最大静张力：4

181、5kn 最大静张力差：30kn钢丝绳最大直径：20mm 最大速度：Vm=2.45m/s减速比：=20矿车从井底提到地面后，矿车自动滑行，经地面车场进入地面卸煤平台，原煤经人工卸入分选滚动筛，经筛选后落入地面贮煤场。（二）副斜井副斜井提升设备经计算选用JTP-1.21.0型提升机，其钢丝绳最大直径为24MM，大于已选钢丝绳直径20mm。技术参数如下：滚筒直径：1.2m 宽度：1.0m最大静张力：30kn 最大静张力差：30kn钢丝绳最大直径：20mm 最大速度：Vm=2.5m/s减速比：=24矿车从井底提到地面后，矿车自动滑行，矸石矿车经地面车场进入矸石倒渣场。第三节 矸石及脏杂煤处理一、矸石处

182、理现XX煤矿生产营运期间矸石产量约4500t/a，堆存在工业场地的煤矸石临时场地，周边绿化并设置挡墙，防止雨水冲刷矸石临时堆场，并由附近村民在矸石处理场，将矿碴筛选处理后，成低质煤销往发电厂或煤矸石砖厂使用。技术改造后，主斜井地面工业广场及矸石处理场布置基本保持不变，矸石处理场范围稍有增加。新副斜井矸石处理场地将新建堆存场地，同时将煤矸石处理后，变废为宝，成低质煤销往发电厂或煤矸石砖厂使用，尽量减少固体废物对环境的影响。二、脏杂煤处理XX煤矿原煤进入倒煤架后经分选滚动筛进行简易分选。故含煤矸石和脏杂煤不能进入煤坪，经人工重新装入矿车通过矸石处理场进行处理。不另设脏杂煤处理系统。第四节 场内窄轨

183、铁路XX煤矿技术改造完成后，地面原主斜井井口及新副斜井井口与各自工业广场之间铺设22kg/m轻轨环形车场，靠煤坪侧为重车线，井口侧为空车线。主要运输线路铺设22kg/m窄轨铁路，轨距600mm，转弯半径15m，次要线路铺设15kg/m轻轨，轨距600mm，转弯半径12m。场内窄轨铁路铺设主要有原煤卸载，矸石处理等。矸石处理场窄轨铁路随卸矸的延深渐进铺设。第五节 装车与转运如前所述，XX煤矿原煤经储煤平台卸入煤坪后，产量高时，用自配铲斗式装载机进行装车；产量低时，可由人工进行装车。根据目前煤炭市场经济的运作特点，煤炭的销售及转运均由买方车辆承担，矿方不自备车队进行运输。第六节 防洪与排涝一、地形

184、地质XX煤矿预划定矿区范围位于许家坊矿区，矿区为丘陵地形，最高点位于矿区西南部海拔高程+310.2米，最低点位于矿区中部海拔高程+200米，最大相对高差110.2米，地形较为复杂，植被茂盛，多为次生灌木林。地形切割剧烈，山谷多呈“V”型，地形自然排水条件良好。分水岭两侧为狭长的汇水区。矿区位于XX乐平拗陷带西段，九岭隆起南缘的袁水复式向斜南翼之安源向斜的南东翼，预划定矿区总体构造形态为一向北西倾斜的单斜构造，地层倾角3335。二、水系XXXXXX煤矿预划定井田范围内属丘陵山地地貌，区内冲沟较发育，地形较复杂，属赣江水系，地表无大的河流，矿区范围发育多条冲沟及水塘，在矿区中西部有一小型水库，用于

185、农业灌溉。该区年平均降雨量为1581.5毫米，最大日降雨量248毫米。矿区主要接受大气降水，大气降水经冲沟流入袁水河，经宣风流入宜春，经分宜、新余汇入赣江。三、防洪XX煤矿主斜井、新副斜井井口及工业广场地表位置相对较高，即使是降特大暴雨，也不会对矿井造成威胁。四、排涝XX煤矿主斜井、新副斜井井口及工业广场地表位置相对较高，矿井井下排水及大气降水都可通过工业场地内沿山坡坡脚设石砌截水明沟排泄至矿外，不会对矿井形成任何威胁。第七节 地面建筑一、概况由于XX煤矿现为技术改造矿井，同时针对矿井开拓方式及其井口布置特点，本矿井主要工业建（构）筑物均按设备要求布置，行政公共建筑及宿舍区建筑参照煤炭工业小型

186、矿井设计规范（GB503992006）选用指标。原主斜井工业广场的各类建筑设施不考虑，现主要对新副斜井工业场地的地面建筑物类设施进行设计。XX煤矿虽然在技改设计前，委托XX省煤田地质局二二六地质队编制了地质灾害危险性评估报告，但矿区未作工程地质勘察工作，故在施工图设计阶段应对建（构）筑补作工程地质勘察工作，以确保地面建筑设施的安全及稳定性。矿区基本建筑物及设施建设方便，本地区除砖、砂、石、石灰等地方建筑材料可产外，尚有部分小型预制构件可供采购。据矿方提供资料统计，全矿现有在籍人数为118人。技改后，由于年设计生产能力由40kt/a增加为90kt/a，因此，矿井在籍人数也相应的增加。若按增加的产

187、量估算，人员将相应增加一倍的人员数，且新副斜井可视为独立的生产采区，因此，矿井技改后，定员为272人。同时在建设福利设施建筑时，应考虑单眷比，本地职工占大部分，按三分之一的远地职工住矿，宿舍建筑面积指标取15m2/人。矿井行政、公共建筑面积见（表71）工业场地内各类建（构）筑物的建筑、结构、设备特征及数量（详见表72、73）。表中备注栏的新建指新副斜井需新建的建筑物类，已建指主斜井矿区内沿用的建筑物类。行政、公共建筑面积表表71序号项目名称单位指标人数建筑面积(m)备 注1矿办公室m2/人0.8272218已建384 m2两层二栋2招待所m2/人0.2272543任务交待室m2/人0.6272

188、163已建70 m24学习室m2/人0.4272108已建140m25职工宿舍m2/人15304506井口保健急救站50已建30 m27汽车库76已建8浴室及更衣室m2/人1.35272368已建洗澡房60 m29矿灯房m2/人0.327282已建48 m210井口食堂m2/人0.65272177已建80 m211公厕m242已建21m212探亲房401314合 计1828833建筑物的建筑、结构、设备特征及数量表表72顺序工 程名 称工 程 量结 构 特 征功 能备注建筑面积m2建筑体积M3平面尺寸长宽m结 构形 式檐高m基础地面屋 盖形 式门窗照明给水一提升系统1主斜井绞车房1568581

189、36砖混5.5毛石砼钢筋砼木有有改建2绞车基础一座72463砼改建3天轮架一座99钢管14砼改建4新副斜井绞车房3612649砖3.5砼新建5绞车基础一座18332砼新建天轮架钢管2新建小 计1921074二通风系统1通风机室1243.243砖混3.6毛石砼钢筋砼木有新建2基本风道钢筋砼长20毛石砼钢筋砼有新建小 计1243.2三压风系统1压风机房7228889砖混4毛石砼钢筋砼木有改建建筑物的建筑、结构、设备特征及数量表表73顺序工 程名 称工 程 量结 构 特 征功 能备注建筑面积m2建筑体积M3平面尺寸长宽m结 构形 式檐高m基础地面屋 盖形 式门窗照明给水四地面生产系统砼砼1矿灯房76

190、.8345.6203.8砖混4.5毛石砼钢筋砼木有有新建2地磅房16.549.55.13.2砖混4毛石砼钢筋砼木有新建3地磅基础一座新建4地磅棚40.98.94.6钢管新建5矸石山绞车房18634.544砖混3.5毛石砼钢筋砼砖柱有新建6煤坪看守房3211248砖瓦3.5毛石砼钢筋砼木有新建7煤棚、栈桥100.2352.8422.43.58固定筛平台80214.33.96.2砖混4.2砼砼钢筋砼有9地面贮煤场4000新建小 计4364.41137.2五供电系统1变电所99396119砖混4毛石砼钢筋砼木有2配电室55220115砖混4毛石砼钢筋砼木有建筑物的建筑、结构、设备特征及数量表表74顺

191、序工 程名 称工 程 量结 构 特 征功 能备注建筑面积m2建筑体积M3平面尺寸长宽m结 构形 式檐高m基础地面屋 盖形 式门窗照明给水小 计154616六地面运输1600mm窄轨铁路22Kg/m10085601.82道岔DK622-4-12组103鱼尾道岔组104矿区公路15127564203.6毛石0.28砼0.22新建小 计2520756七给排水系统1消防洒水7225089钢筋砼3.5新建2备用消防水池150钢筋砼新建3生活水池50钢筋砼新建4水源井泵房186363砖混3.5毛石砼钢筋砼木有5水管埋设土方1675建筑物的建筑、结构、设备特征及数量表表75顺序工 程名 称工 程 量结 构

192、特 征功 能备注建筑面积m2建筑体积M3平面尺寸长宽m结 构形 式檐高m基础地面屋 盖形 式门窗照明给水小 计902188八厂房及仓库1机修间65312135砖混4.8毛石砼钢筋砼木有2材料库136653178砖混4.8毛石砼钢筋砼木有3坑木加工房602167.58砖混3.6毛石砼钢筋砼木有有4消防材料库2486.483砖混3.6毛石砼钢筋砼木有有5油脂库60240125砖混4毛石砼钢筋砼木有已建6炸药发放点29101.55.85砖混3.5毛石砼钢筋砼木有已建7辅助救护室289874砖混3.5毛石砼钢筋砼木有有已建8氧气充填室144943.5砖混3.5毛石砼钢筋砼木有小 计4161755.9九

193、行政福利设施1矿办公室208665.61382砖混3.2毛石砼钢筋砼木有有已建2任务交待室87砖混3.5毛石砼钢筋砼木有有已建建筑物的建筑、结构、设备特征及数量表表76顺序工 程名 称工 程 量结 构 特 征功 能备注建筑面积m2建筑体积M3平面尺寸长宽m结 构形 式檐高m基础地面屋 盖形 式门窗照明给水3浴室及更衣室195.8砖混3.5毛石砼钢筋砼木有新建4井口食堂1687561272砖混4.5毛石砼钢筋砼木有新建5招待所70315107砖混45毛石砼钢筋砼木有新建6探亲房70315107砖混4.5毛石砼钢筋砼木有新建7公厕2410883砖混4.5毛石砼钢筋砼木有新建小 计822.82259

194、.6十矿区设施1炸药发放点公路6001202003泥结碎石20cm已建2矿内道路800160泥结碎石20cm已建3场地土石方67904占地（ha）9.362603605截洪沟、山水沟4506炸药库围墙1007挡土墙36043212031.2建筑物的建筑、结构、设备特征及数量表表76顺序工 程名 称工 程 量结 构 特 征功 能备注建筑面积m2建筑体积M3平面尺寸长宽m结 构形 式檐高m基础地面屋 盖形 式门窗照明给水8台阶1281.6m宽小 计954881262十一环保及三废处理1污水沉淀池2995981323地下式22矸石场淋水沉淀池2003001020半地下式1.5毛石砼3砖砌盖板水沟25

195、02002501半地下式0.8毛石小 计十二居住区1宿舍30099015102砖混3.3毛石砼钢筋砼木有有新建小 计300990合 计104681.212569.9第八章 供配电及通讯第一节 供电电源该矿年产能力90kt/a，供电方式采用双回路供电，一回路引自XX镇6kV变电所，一回路引自高坑煤矿6kV变电所。两路电源平常一路工作，一路备用。矿方应与供电部门签定供用电协议，保证矿井供电的连续性和可靠性。第二节 电力负荷设备安装总容量为652.2 kW，工作容量为500 kW。电力负荷统计表矿井供电指标表表81项目名称补偿前补偿后电气设备容量（kW)652.2652.2电气设备工作容量（kW)5

196、00500有功功率（kW)395395无功功率（kVar)257137补偿120kVar视在功率（kVA)603543功率因数0.840.92无功功率补偿采用低压集中补偿方式，补偿120kVar ，吨煤电耗：矿井负荷统计见下表：矿 井 负 荷 统 计 表表82序号负荷名称电压（V)设备功率（kW)安装容量（台)设备容量（kW)需用系数costg计算负荷年利用小时年耗电量（kW.h)备注安装工作安装工作有功（kW)无功（kVar)视在（kVA)一地面主斜井部分1主斜井绞车380751175750.90.85 0.62 68 41.83 79 5280 356400.00 3压风机38070211

197、40700.60.85 0.62 42 26.03 49 4主扇风机380302160300.90.85 0.62 27 16.73 32 8760 236520.00 5其它小计38020200.80.85 0.62 16 9.92 19 6主井地面小计532951950.85 153 94.51 179 二井下主斜井部分7一水平主排水泵(正常）3804531135450.80.85 0.62 36 22.31 42 5520 198720.00 8一水平主排水泵（最大）3804532135900.80.85 0.62 72 44.62 85 1162 83664.00 9局扇3806221

198、2120.80.85 0.62 10 5.95 11 专线供电10回采工作面溜子380221122220.70.80 0.75 15 11.55 19 11回采工作面煤电钻1271.25363.60.60.65 1.17 2 2.53 3 12采掘工作面煤电钻1271.2323.62.40.60.65 1.17 1 1.68 2 13主井井下负荷小计149166.61189160.38 109 14主井井上井下总计1912461.63130.84 244 154.89 289 15电容器补偿，0.93 24494.89 262 补偿60kVar三地面副斜井部分16副斜井绞车3809511959

199、50.90.85 0.62 86 52.99 101 3960 338580.00 矿 井 负 荷 统 计 表序号负荷名称电压（V)设备功率（kW)安装容量（台)设备容量（kW)需用系数costg计算负荷年利用小时年耗电量（kW.h)备注安装工作安装工作有功（kW)无功（kVar)视在（kVA)17其它小计38020200.80.85 0.62 18地面小计111151150.85 102 62.90 119 四井下副斜井部分19局扇38062212120.80.85 0.62 10 5.95 11 专线供电20回采工作面溜子380223366660.70.80 0.75 46 34.65 5

200、8 21回采工作面煤电钻1271.25363.60.60.65 1.17 2 2.53 3 22采掘工作面煤电钻1271.2323.62.40.60.65 1.17 1 1.68 2 23副井井上井下负荷小计119190.6187151.3101.76 182 24全矿负荷合计3021652.2500395 256.65 471 25电容器补偿120.00 26补偿后负荷0.92 332136.65 359 27除四大件之外年电耗930.754200 292950.00 28全矿年电耗1506834.00 29吨煤电耗16.74 表83第三节 矿井输变电矿井配电系统的接线方式6kV采用树干式，

201、380V采用放射式，电源线的回路数为两路，两回电源线路一路引自高坑煤矿变电站，一路引自XX镇变电站，配电电压均为6kV，导线型号均为LGJ-50,两路线路全长均为5km，线路正常工作压降为4.21%，两路电源采用一路工作,一路热备用运行方式，两路6kV架空线路不得共杆架设。在主、副斜井井口附近各设置一个6/0.4kV配电所，采用砖混结构，保证矿井地面和井下用电。根据矿井负荷统计计算，在主斜井井口配置两台节能型变压器，型号为Yd,11、S11-315/6kV，一台工作，一台备用；在副斜井井口配置两台节能型变压器，型号为Yd,11、S11-200/6，一台工作，一台备用。同时在主、副斜井井口各配置

202、一台S11-30/6节能型变压器，作为主、副斜井井下局扇专用。变压器采用室外安装，变压器一次侧装设一组跌开式熔断器作为线路和变压器短路和过载保护，安装一组氧化锌避雷器作为过电压保护。在主、副井口的配电所内各选用1台GGJ1电容补偿柜，5台GGD2型低压开关柜；该开关具有分断能力强，动热稳定性好、电气方案灵活、组合方便、实用性和防护等级高特点。额定短路开断电流和额定短时耐受电流达50kA，额定峰值耐受电流达65kA。所选开关完全能满足动热稳定要求。无功补偿采用低压集中补偿装置，补偿容量为120kVar，补偿后功率因数达0.92，单相接地电容电流经计算为0.17A，无需采取限流措施。第四节 地面供

203、配电地面配电所6kV部分采用室外杆上安装，380V部分采用室内安装，在主斜井井口附近设置一个变电所，安装S11-315/6/0.4kV变压器2台，一台工作，一台备用，供地面主斜井绞车房提升机、主通风机、空气压缩机及地面动力用电。在副斜井井口附近设置一个变电所，安装S11-200/6/0.4kV变压器2台，一台工作，一台备用，供地面副斜井绞车、地面动力及井下负荷用电。主、副斜井变压器均采用中性点不接地系统，矿井照明采用一台30kVA隔离变压器供电。主、副斜井井下采掘供电均采用两路交流660V下井。两路电源均引自主、副斜井井口附近变电所。地面变电所低压进出线回路均采用自动开关作为短路及过负荷保护。

204、地面主通风机电源采用二趟380V专用电缆线路供电，电缆型号为VV22-1kV-316+16，两回专线一路工作，一路热备用，其正常压降均为1.24%，主通风机房照明电源从主斜井井口附近变电所引接，主斜井绞车通过二根VV22-1kV-350+116电缆形成双回路供电。副斜井绞车通过二根VV22-1kV-370+125电缆形成双回路供电。两台压风机采用单回路供电。 地面机房和办公照明选用三基色冷光照明，在主、副斜井绞车房、压风机房和主通风机房配置应急照明灯。地面主、副斜井绞车选用低压380V变频调速，PLC可编程控制电控装置，电控装置必须符合煤矿安全规程（2011版）第四百二十七条，必须装设过卷、过

205、速、过负荷和欠电压、限速、深度指示器失效、闸间隙、松绳及减速保护装置，并设置可控硅动力制动装置。地面配电所和主、副斜井绞车房的防雷按第三类建筑物防雷措施设计，采用装设在建筑物上的避雷带组成接闪器，避雷带沿屋角、屋脊、屋檐和檐角等易受雷击的部位敷设，利用建筑柱内钢柱或柱子钢筋作为防雷引下线，引下线上端与避雷带相连接，下端与接地装置连接，接地装置与电气设备等接地装置共用，接地电阻不大于4欧姆，对电缆进出线，应在进出将电缆的金属外皮、钢管等与电气设备接地装置相连，当电缆转换为架空线路时，应在转换处装设避雷器；避雷器、电缆金属外皮和绝缘子铁脚、金具等应连接在一起接地，其冲击接地电阻不大于此30欧姆。第

206、五节 井下供配电考虑到矿井发展，加上下井供电距离较长，井下供电低压下井采用380V下井时，电压降不符合要求，所以下井供电电压等级采用660V。主斜井利用二台S11-100/0.4/0.69kV升压变压器将地面变电所380V电压升至660V下井。变压器设在地面变电所内，下井电缆选用煤矿用聚氯乙烯绝缘细钢丝铠装聚氯乙烯护套电力电缆，供电系统电压损失为37.4V，小于允许电压损失63V,满足要求，型号为MVV32-350+116-0.6/1kV,沿主斜井井筒敷设至井下水泵房内。副斜井利用二台S11-80/0.4/0.69kV升压变压器将地面变电所380V电压升至660V下井。变压器设在地面变电所内，

207、下井电缆选用煤矿用聚氯乙烯绝缘细钢丝铠装聚氯乙烯护套电力电缆，供电系统电压损失为48.5V，小于允许电压损失63V,满足要求，型号为MVV32-350+116-0.6/1kV,沿副斜井井筒敷设至井下变电所内。在主斜井井底+70m处附近设置井底变电所和水泵房,室内选用9台BKD9矿用隔爆真空馈电开关，三台QBZ-80真空电磁起动器，一台照明综合保护装置，各用电设备处设配电点，配电点均采用矿用隔爆型真空电磁起动器和煤电钻综合保护装置。在副斜井井底+73m处附近设置井底变电所和水泵房,室内选用9台BKD9矿用隔爆真空馈电开关，一台照明综合保护装置，各用电设备处设配电点，配电点均采用矿用隔爆型真空电磁

208、起动器和煤电钻综合保护装置。BKD9型防爆低压真空馈电开关保护功能齐全，具有过载、断相、短路、失压、欠压、漏电保护、漏电闭锁及选择性检漏继电保护功能。井下煤电钻采用综合保护装置，且具有检漏、漏电闭锁、短路、过负荷、断相、远距离启动和停止电钻功能的综合保护功能。井下照明采用具有短路、漏电保护功能的ZBX-2.5照明综合保护器井下照明、手持电钻采用127V电源，照明灯具选用带电子镇流器的防爆节能灯具。电源引自照明综合保护装置。本矿井为低瓦斯矿井，掘进工作面与采煤工作面分开供电，采掘工作面的局扇供电采用三专线路，专用变压器放在地面变电所内，并实行风电和瓦斯闭锁。 井下电缆全部选用经检验合格的并取得煤

209、矿产品安全标志的阻燃电缆。动力用电缆采用MY-0.66型煤矿用移动橡套软电缆，电压等级为660V。照明电缆选用MYQ-0.3/0.5kV-32.5煤矿用移动轻型橡套软电缆。煤电钻电缆选用MZ-0.3/0.5kV煤矿用电钻橡套电缆。井下供电系统采用中性点不接地方式。在主斜井底水泵房主、副水仓中各设一组主接地极，采用耐腐蚀的钢板制成，其截面不得小于0.75m2，厚度不得小于6mm。其它用电设备地点均设局部接地极。采用面积不小于0.6m2，厚度不小于3mm的钢板或具有同等有效面积的钢管制成，平设于附近水沟中。所有电气设备的保护接地装置应与主接地极连成总接地网。接地网上任一保护接地点接地电阻不得超过2

210、。每一移动式和手持式电气设备至局部接地极之间的保护接地用的电缆芯线和接地连接线的电阻不得超过1。井下电缆敷设必须符合煤矿安全规程（2011）版第四百六十七条第四百六十九条的要求。第六节 通讯与信号在主斜井调度室设一台DVT-40A型程控交换机，供行政管理和调度用。变电所、主、副绞车房、主通风机房、压风机房、井下水泵、采掘工作面以及井底车场主要机电峒室均设电话联络。其中井下水泵房、地面变电所、通风机房的电话应能与调度室直接联系。地面电话采用普通电话，井下电话采用防爆本安型电话，井下通讯电缆采用MHYA32-2020.8型电缆，信号电缆采用MKVV32-500型煤矿用铠装电缆，电压等级为500V，

211、并沿主井筒不同间隔敷设下井，矿井程控交换机与高镇交换机之间设4对中继线联系。信号：主、副井绞车提升系统必须设声光信号，信号装置应与绞车控制回路闭锁，以策安全。直通电话：地面变电所与上级变电所之间设直通电话。井口房与绞车房及与井底车场间设直通电话。第九章 地面给水、排水、采暖、通风及供热第一节 地面给水一、概况XX煤矿技术改造后年设计生产规模90kt/a，在籍人员为272人，最大班下井人员66人，日出勤人员共219人。矿井用水量分别包括工业场地用水量、井下消防用水量和井下洒水用水量。本设计范围为工业场地生产、生活用水及排水和根据煤矿安全规程规定矿井必须建立的地面消防水池和井下消防、洒水管路系统。

212、技改后，矿井分为主、副斜井工业场地两个矿区管理，因此，主斜井矿区居住区给排水设施已具备完善，可以沿用；新副斜井矿区重新技术设计，故本设计仅考虑新副斜井矿区地面给排水。二、矿井用水量XX煤矿用水量包括工业场地用水量、居住区生活用水量、井下消防用水量和井下洒水用水量。（一）工业场地用水量根据煤矿工业小型矿井设计规范（GB50399-2006）工业场地用水量标准及使用时间如下：生活饮用水：20L/人班食堂用水：15L/人餐淋浴用水：每个淋浴器按540L/h计，延续时间每班1h。洗衣房用水：60L/kg干衣生产用水：锅炉补水取锅炉总蒸发量的60%居住区生活用水：130L/人日，用水时间24h。（矿井工

213、业场地各项用水量详见表9-1）.（二）消防日用水量XX煤矿技改后，矿井分为东西两翼采区开采，因此，矿井工业场地消防用水和井下消防用水按同一时间内一次考虑。工业场地消防用水量162m3/次（15L/s，火灾延续时间3h），井下一次火灾消防用水量为108m3/d（计算详见第四节）。（三）井下洒水日用水量井下消防洒水日用水量为：250.0m3/d矿井场地各项用水量一览表表9-1顺序用水单位用 水 量日用水量（m3/d）最大小时用水量（m3/h）1生活饮用水2.880.122食堂用水2.160.093洗浴用水22.058.824洗衣房用水11.71.465生产用水9.10.576居住区用水18.70.

214、787其他用水18.00.75合 计84.5912.59（四）矿井用水量XX煤矿最大日各项用水量合计为：582.4m3/d.三、 水源XX煤矿日用水包括日常生活、生产、食堂、淋浴用水、井下消防用水和井下洒水等。按照供水可靠、安全经济的原则，参照矿井取水点附近取水水文情况确定水源，XX煤矿附近有一小型水库和泉塘，现在该矿生活和工业用水取自附近的泉塘，基本上能满足该矿日常生活及工业生产的需求。同时委托有资质的管理部门对水源进行勘测检验，经XX水环境监测中型检测，泉塘水质良好，水质基本达到国家生活饮用水卫生标准（GB5749-2006）中规定的水质标准，并能满足矿井生活及工业生产用水的需要。四、 供

215、水系统（一）矿井生活供水系统为：泉塘水加压泵房生活水池消毒生活用水点泉塘水经输水管送到生活水水池，生活水池容积100m3，生活用水经简单消毒处理后，送至各生活用水点。（二）矿井生产供水系统为：泉塘水加压泵房高位水池消防泵消火栓 井下洒水及消防在加压泵房安装2台D25-304型多级离心水泵，配套电机功率为17KW，输水管道为两条DN100给水HDPE管，将水送至高位水池，高位水池有效容积200m3；另设一个100m3井下消防洒水备用水池;高位水池出水管分为两趟分别供工业场地用水和井下消防洒水。工业场地用水，采用硬聚氯乙烯给水管（UPVC），供至工业场地锅炉房、浴室、厕所、招待所等处，配水管主管管

216、径为de110，支管采用环状和枝状相结合布置方式，配水到食堂、锅炉房、浴室等处用水点。支管根据各用水点用水量及消火栓水量确定。在浴室上部设置不锈钢热水水箱（20m3）储存热水用水量。 第二节 地面排水XX煤矿工业场地排水主要有井下排水、浴室及日常生产废水、生活污水。场地排水系统共采用生产、生活污水与雨水分流制。（矿井排水量见表9-2）XX煤矿在原工业广场已建一套排水处理系统，建有不同的明水沟和暗沟，井下排水经排水明沟流至平流式沉淀池（容积为300m3）处理，经过澄清沉淀后水质达到煤炭工业污水综合排放标准（GB20426-2006）的要求后，可将沉淀池出矿井排水量表表92顺序排水项目排 水 量日

217、排水量（m3/d）小时排水量（m3/h1井下排水840-168035-702生活污水62.9312.01水综合利用作为石灰乳喷淋水源进行重复利用。浴室污水用暗道排入沉淀池处理，厕所排水经化粪池处理，食堂废水经隔油池处理后一起排出场外。技术改造后，在新副斜井工区也同样按规范要求设计并建立起地面排水处理系统，防止工业废水造成对附近村庄的污染。XX煤矿场地雨水通过雨水口收集后，通过场地雨水管就近排出场外。雨污水排水管道依照工业区道路、建筑物的布置、地形标高和雨污水去向来布置。室外场地下污水管道最小重力流管径为d300，设计充满度为0.55.雨水管道按满流进行设计。排水管道采用钢筋混凝土管或排水塑料管

218、。在招待所、食堂、锅炉房、浴室、厕所等建筑内敷设给水、排水管路满足各处用水需求。室内给水管采用硬聚氯乙烯给水管（UPVC），室内排水管采用排水U-PVC管。在浴室内设置单管热水给水系统，热水管道采用热水PP-R管。在浴室上部设置不锈钢热水水箱（20m3）储存热水用水量。在筛分、装载点、转载点、卸载点设置喷雾洒水设施及管路、布置冲洗地板用的给水栓，冲洗的污水排放通过污水管沟排至沉淀池处理。第三节 矿井消防及洒水一、工业场地消防用水和井下消防用水按同一时间内一次考虑。（一）工业场地消防用水量162m3/次（15L/s，火灾延续时间3h）。（二）井下消防日用水量根据煤矿井下消防、洒水设计规范（GB5

219、0383-2006）井下同一时间的火灾次数按一次考虑，一次火灾消防用水量按下式计算；QX=0.06qiti式中：QX井下一次火灾消防用水量（m3） Qi某消防用水项流量指标（L/min） Ti某用水项的火灾延续时间（h）矿井井下消火栓总流量按5L/s计算，火灾延续时间按6h计，则井下一次火灾消防用水量为：QX=0.065606=108m3/次（三）井下洒水日用水量Qd=K0.06qiti式中：Qd井下洒水日用水量（m3） K富余系数，取1.251.35 Qi某用水项流量指标（L/min） Ti某用水项一天中的使用时间（h）井下用水点洒水除尘用水量标准及使用时间如下：湿式煤电钻：5L/min台，

220、日工作时间：8h放炮喷雾用水：20L/min台，日工作时间：2h净化风流水幕：6L/min台 ,日工作时间：16-24h井下冲洗巷道给水栓：20L/min台，人工作时间：6h井下洒水日用水量：Qd=1.300.06（588+20122+6820+20126）=250m3/d工业场地消防给水采用临时高压制消防给水系统，消防水量为15L/s，火灾延续时间为3h，一次灭火用水量为162m3.室外消防管路与生活管路接自高位水池，室外消防管路与生活管路合用尽可能形成环状。沿室外管路每隔100-120M设置一个SS100型地上式室外消火栓。矿井井下消防、洒水利用井上、下高差，采用消防与洒水合一的静压给水系

221、统。消防洒水主干管D894.5mm由地面高位水池沿主斜井及主平峒敷设至井下，经减压阀减压后经运输大巷、采区上山或下山、工作顺槽至回风巷道。管网布置尽量使管道中水的流向与巷道中的风向一致。管网中支管起点附近位置设控制阀门，干管及支管直线段每隔一段距离设一检修阀。系统设计压力通过减压阀控制在小雨4.0MPa,各用水点再通过减压阀将水压降至工作点所需水压。（四）井下消防洒水装置布置根据煤矿井下消防、洒水设计规范（GB50383-2006）及煤矿安全规程设计在重要保护区域及井下交通枢纽15M以内，如井底车场、采区上、下山口、各类消防材料库峒室入口、掘进巷道入口、回采工作面进回风巷口及木支护的巷道内每个

222、50m，其他巷道每隔100m防火保护距离设置SN50型或SNSS50型消火栓，以保证有两股水柱同时灭火。在设有供水管道的各条大巷、上山及顺槽，每隔100m设置一各DN25给水栓，或在消火栓处配置给水栓异径接头（DN5025），使消火栓平时具有给水栓功能。在井下采掘工作面、煤仓、溜煤眼均设置喷嘴喷雾防尘装置。在回风顺槽靠近出口及距工作面50M内。装煤点下风向15-25m处、运输顺槽、回风巷及承担运煤的进风巷设置一道风流净化水幕，以降低粉尘危害。（五）管径选择及管道敷设设计根据系统压力，最大静水压力大于1.6MPa的管段采用无缝钢管，计算水压小于或等于1.6MPa的管段采用镀锌钢管。选择的管道阀门

223、及管件压力大于管道计算水压，管道连接采用沟槽式管道接头，阀门处采用法兰连接。管道敷设在斜井中，每隔4-7m设斜管支墩或滑动支架，并用管卡固定。每隔100m左右设一固定支架。水平管根据管径规格每隔4-6m设滑动支架，每隔100m左右设一固定支架。水平管和斜管两个固定支架间设一个管道伸缩器。管道及支架均采取防腐处理，管内径根据管段内消防及洒水用水设计秒流量，取经济流速按下式计算：D=0.0188式中： D管道内径（m） Q流量（m3/h） V经济流速（1.5-2.2m/s）钢管壁厚按下式确定：式中：计算壁厚（mm） P最大计算水压（MPa） d管道内径（mm） 钢的最大允许应力（MPa），取133

224、 焊缝系数，取1.0按照井下各段管路消防、洒水计算秒流量及压力，采用无缝钢管，经计算各段管路管径及壁厚见表8-3井下消防洒水管路计算结果一览表表8-3主要巷道名称流量（L/s）管道规格主斜井及副斜井井筒7.5-11D894.5运输大巷及轨道上山D764.5运输石门D764.5工作面顺槽D322.5第四节 采暖、通风及供热本矿井位于非采暖地区，按照煤炭工业小型煤矿设计规范GB0399-2006，在矿灯房、浴室、调度室等建筑物内设置采暖设施，根据建筑物体积选择若干数量的电暖器采暖。工业场地井口浴室内设单管热水系统，热水由高位不锈钢热水水箱（20m3）供给。热水和开水由燃煤炉加热后提供。为排除矿灯房

225、的有害气体，在矿灯房设T35-11型玻璃钢轴流风机。在地面变电所设事故通风设施。第十章 环境保护与职业安全卫生第一节 环境保护 XX煤矿现为技术改造矿井，技术改造前，委托XX核工业环境保护中心对XX煤矿技术改造进行环境影响评估，于2011年03月编制了XX市XXXXXX煤矿9万吨/年扩建工程环境影响报告书，并作出如下结论，即本建设项目不可避免地对周围的环境产生一定的影响，但是项目只要严格执行国家法律、法规和环境质量、污染物排放标准，在采取必要的环保措施及相应的煤矿安全防护措施后，其产生的污染物可达标排放，对环境影响是可以接受的，在项目建设和生产运行过程中，建设单位应确保环保资金的投入量和合理使

226、用，并得到相关环境保护部门的监督，使“三同时”落到实处的前提下，从环境保护角度分析，本项目是可行的。一、矿井工程概况、主要污染源及开发引起的生态变化XX煤矿现为技术改造矿井，技改后井型为90kt/a,日产272t。煤质有无烟煤及烟煤。矿井位于XX市XX县XX镇茶园村管辖范围内。XX煤矿主要污染源：井下排水（中性水）、井下排矸（低硫）、井下排气（低瓦斯）和设备运转的嘈杂声（主扇风机噪音75dB）。1.废水：为井下排水和矸石山淋溶水水质为中性夹带煤岩颗粒可能对周围环境有一定影响。2.废渣：矿井废渣主要是井下排矸，技改后年排放矸石量16kt。3.废气：井下空气是由地面的新鲜空气进入井下，夹带上各种工

227、作面所产生的各种有害气体和煤岩粉尘，再回到地面。4.噪声：矿井主扇机风机房风机运转时、机械修理时及坑木加工时产生较大的噪声。XX煤矿技术改造完成后，随着煤炭的开采，井田范围内的荒地将被占用一部份，土地利用状况将发生一定的变化。首先矿井开采后可能形成地表裂缝、塌陷等，随之引起地面景观的破坏、耕地和地面植被将受到一定程度的影响。其次矿井开采正常年份每年将排放8.5 kt的矸石，这些矸石在未能妥善处理利用前，将占用一定的荒沟荒地，这对矿区内的景观产生不利影响且给环境带来不利影响。矿井井下水及生产生活污废水如不进行妥善处理而直接排放，将对周围的水环境产生较大影响。二、执行的环境保护法律、法规和标准（一

228、）法律法规1.中华人民共和国环境保护法1989年12月26日2.建设项目环境保护设计规定1987年3月20日3.建设项目环境保护管理条例1998年11月29日（二）环境质量标准1.环境空气：采用环境空气质量标准（GB30951996）中的二级标准；2.地表水环境：采用地表水环境质量标准（GB38382002）中的类标准；3.地下水环境：执行地下水质量标准GB/T1484893中的类标准；4.声环境：执行城市区域环境噪声标准GB309693中的2类标准；（三）染物排放标准1.锅炉烟气：执行锅炉大气污染物排放标准（GB132712001）中的二类区时段标准值；2.生产性粉尘：执行大气污染物综合排放

229、标准（GB162971996）中的无组织排放监控浓度限值；3.污水排放：执行污水综合排放标准（GB89781996）中的一级标准；4.工业场地边界噪声：执行工业企业厂界噪声标准（GB1234890）中的类标准；5.固体废物：执行一般工业固体废物储存、处置场污染控制标准（GB185992001）。三、矿区环境综合治理（一）矿井污水处理：首先矿井井下排水出井后经平流式沉淀处理，处理后的水质满足GB20426-2006煤炭工业污染物排放标准要求，也符合井下生产和消防洒水水质要求，满足生产工业用水外，其余的排放矿外。其次在矸石场底侧设截水沟，将矸石山淋溶水汇入截水沟沉淀池处理达标后排放矿外。再是矿灯房

230、的污水量很少，水质呈酸性。将矿灯房排水与浴室排水及生活污水混合引入井下水沉淀池处理后排放矿外。（二）噪声的防治：首先在满足生产工艺的前提下，采用高效节能低噪声的机电设施设备，噪音控制在要求的范围内；其次矿井平面布置利用建筑物来阻隔声波的传播是一种积极的噪声综合防治对策；再是在无法采取隔声、减振、阻尼等降噪措施的作业场所，设立隔声值班室，在该场所工作的人员佩戴耳塞、耳罩等劳保用品。（三）废气、粉尘治理措施：一是湿式作业，即煤层于注水、喷雾洒水降尘，实施有效的水、密、排等综合防、降尘措施；二是采用较长的自然通风时间；三是自然通风与机械通风相结合的措施。四是在地面工业场地四周及场内多种树，也可吸尘净

231、化空气。（四）固体废物及其防治措施矿井产生的固体废物主要有矸石、沉淀池澄清的泥煤及少量的生活垃圾。技改后矿井预计将产生矸石8.5kt/a、泥煤0.2kt/a、生活垃圾0.02kt/a。同时根据XX省核工业地质局测试研究中心对本矿井产生的煤矸石的检验结论，本矿井产生的煤矸石不具有浸入毒性和腐蚀性的固体废物。治理措施：首先将矿井产生的矸石出售给XX镇红旗矸石砖厂，尽量事矸石“零排放”。同时在矿井工业场地的矸石临时堆场设置拦矸坝、截洪沟、淋溶水沉淀池等防护措施；其次将沉淀池澄清泥煤经过脱水干燥后掺入原煤内外售；再是生活垃圾及污水处理设施产生的污泥经过统一收集后，送至当地环卫部门统一处理，对矿区不产生

232、二次污染。（五）环境绿化：为美化矿容，改善工作生活环境，文明生产，在人流集中的地方如办公室和生活区建筑四周及人行道旁种植观赏树种及花卉，储煤场四周种植吸尘强枝繁叶茂的树种。（六）地表塌陷基本情况和治理措施XX煤矿开采时间较长，地表老窿多，且矿井范围边存在相邻矿井，因回采造成沿煤层走向形成一定的岩层移动及地貌塌陷，局部造成地表水体跌失，井泉干涸，导致地面少量建筑物破坏，同时导致井下水量增多，影响矿井的安全生产。治理措施：矿区内地表均为山丘地形，对一般的裂缝要及时填补，对较大的陷落坑进行填充在填平的地表植树种草，恢复自然风貌。防止地面水渗入井巷。四、资源综合利用（一）煤炭资源的合理开发XX煤矿预划

233、定的矿区范围内保有资源储量1178kt，矿井设计可采储量为671.8 kt。矿井设计实行分层开采，东翼采区采用伪倾斜柔性掩护支架采煤法，工艺先进。西翼采区采用走向长壁后退式爆破落煤方法。工业场地布置在煤层范围以外，不压煤。主要大巷尽量布置在煤层底板岩石中，减少永久煤柱的损失。（二）煤矸石的综合利用XX煤矿原生产中及技术改造后，尾矿经附近村民筛选加工后可作电厂低质煤发电用及出售给XX镇红旗矸石砖厂烧制煤矸石砖。（三）水资源的合理利用 根据矿井提供的近三年的涌水资料显示，矿井开采东翼采区时，矿井正常涌水量为22.04m/h，最大涌水量为33.0m/h，井下排水经沉淀、净化、消毒处理后作为井下消防洒

234、水和地面防尘用水，还可灌溉农田用。五、能源耗用分析与节能措施（一）能源耗用分析主要能耗设备有：提升系统设备、井下排水设备、压风设备、矿井主要通风机、井下局部通风设备、乳化泵站及刮板输送机等。估算全矿井用电负荷达395kW，不会对区电网造成原则影响。（二）节能措施1.选用国家认定的节能设备2.电机选用符合负荷要求，杜绝大马拉小车。3.尽可能降低电路损耗：减小低压供电长度、井下主要耗电设备采用660V供电。4.优化场区布置，使用窄轨铁路，道路布置简捷，从而减少各种车辆运行距离。5.对屋面保温及门窗设计进行改革，地面建筑物尽量采用南北向布置，增加室内采光，提高室内温度。六、水土保持（一）水土保持现状

235、XXXXXX煤矿预划定井田范围内属丘陵山地地貌，区内冲沟较发育，地形较复杂，属赣江水系，地表无大的河流，矿区范围发育多条冲沟及水塘，在矿区中西部有一小型水库，用于农业灌溉。该区年平均降雨量为1581.5毫米，最大日降雨量248毫米。矿区主要接受大气降水，大气降水经冲沟流入袁水河，经宣风流入宜春，经分宜、新余汇入赣江。以上因素分析表明，除多雨季节由于暴雨引起的地表径流量增大可能造成少量水土流失外，井田范围内水土保持良好。1施工建设时水土流失防治措施（1）施工时应随时跟气象部门联系，事先了解降雨的时间和特点，在雨季前将施工当中填铺的松土压实，并作好防护措施。（2）工程中的弃方不能随意丢弃到溪沟中和

236、岸边；工程用水需经沉沙池沉降后方可排放，防止泥沙直接进入水体。（3）工程施工区的边沟、截水沟、排水沟出口入沟道等处时，采用急流槽等过渡消力设施。（4）施工中工业场地、公路及其他施工场地在土地平整过程中应逐层夯实场地，并采取覆盖草席或防雨布等临时防护措施，加强措施防护和植被防护。（5）筑路前提前安排好过路水渠建设，涵洞出口流速较大时，必须在进出口处进行加固，防止从冲刷，涵洞尽量避开雨季施工。（6）工程施工中开挖产生的弃渣和泥浆，要及时清运，统一堆放。（7）矸石应充分综合利用，减少排弃量，节约土地资源。2正常生产时水土流失防止措施（1）工业场地防治措施在工业场地周围设档土墙，并对开挖边坡根据实际情

237、况采取防护措施；根据场地合理布设明沟或盖板排水沟，将雨水引入排水沟；场地周围防洪沟与场地涵洞相连。对场地周围及场内开挖形成的边坡根据实际情况采取相应的防护措施进行防护，并在坡脚及场内设相应的排水系统。（2）矿区沉陷区防治措施对于矿区沉陷区，进行人为改造，复土回填裂隙及沉陷区、加强植被绿化，再塑地貌，以求达到土地复垦、满足各类生产目的的要求，并以环境、生态、经济、水保综合效益的充分发挥为目标。（二）水土保持方案1.对水土保持影响较大的工程，XX煤矿应尽量避免雨季施工。2.加强施工组织管理，加快施工进度，缩短扰动地面的持续时间。3.项目建成后及时做好植被恢复工作。4.在工业场地和公路沿线设置的排水

238、沟应采用水泥砂浆砌片石砌筑。5.在工业场地和公路沿线挖方的裸露地带应根据地形情况，采用生物护坡措施，以最大限度减少水土流失。、（三）工程进度程度根据开发建设项目水土保持方案管理办法和开发建设项目水土保持方案编报审批管理规定。在技改工程的基建期间和生产期间应依据扩建项目环境影响报告、水土保持方案报告书等文件具体运作。因此，可以相信矿方在技改运营期间和服务期满后可以消除煤矿生产对环境的延迟影响，不会给当地留下隐患。第二节 矿井安全卫生一、概述（一）设计依据职业安全卫生设计依据的法规主要是：中华人民共和国山安全法、中华人民共和国安全生产法、煤矿安全规程、煤矿安全监察条例。（二）职业安全卫生现状矿井现

239、建设性质为技术改造工程，XX煤矿已投产十余年，有独立的通风系统，采用抽出式机械通风方式，技改前为中央并列式通风方式；技改后为分区式通风方式。矿井并具备一定的安全生产条件，XX煤矿安全监察局颁发了安全生产许可证。（三）其他自然灾害本矿区地形地貌属丘陵地带，矿区范围内居住村民点较少。据了解XX市市区范围内地震烈度VI度，可以不设防。矿井采用垮落法管理顶板，采空区塌陷可能造成煤层埋深较浅的地段地表开裂、沉降、塌陷，影响山体边坡稳定性，诱发崩塌、滑坡等地质灾害，防止高边坡滑和山洪的危害。同时矿井开采时，应留足保安煤柱、矸石尽量充填采空区，防止或减少顶板下沉对地表的影响。在地表堆放的矸石应注意管理，以减

240、少对环境的影响。（四）工业场地建筑物除以依流程要求分区布置外，还考虑了建筑物的防火、采光、通风和日照情况。（五）辅助用室：行政、生活联合建筑设置了井口保健急救站。二 、危害因素分析煤炭开采属特种行业。井下开采活动中，煤层逸出瓦斯，产生粉尘；回采、掘进工作面可能产生冒顶、片邦；电气设备短路或地面火源等可能引发井下火灾；老窑积水区在位置不明的情况下，巷道误穿，可能造成水患；还有提升运输、电气设备使用中也存在断绳、触电等不安全因素（一）主要防范措施煤矿生产必须认真执行煤矿安全规程，必须遵守国家有关安全生产的法律、法规、规章、标准和技术规范。必须建立、健全各级领导安全生产责任制和职工的岗位责任制。矿井

241、扩建后，建立了安全、可靠的独立通风系统，保证各供风地点有足够的风量；建立了安全监控系统，采掘工作面及回风巷配备了瓦斯传感器，瓦斯超限会自动报警断电，掘进工作面配备双局扇并实现瓦斯风电闭锁，实行采掘分开供电，配备光学瓦斯检定器、报警矿灯、便携式瓦斯检测报警仪；建立瓦斯巡检制度，定期进行瓦斯鉴定；对采空区及时进行封闭；轮换掘进的工作面不得停风；风井安装防暴门，主扇风机有反风装置；严格下井“检身”制度，严禁携带点火物品下井。井口房、扇风机房周围20m内不得有明火；井下爆破作业选用煤矿许用炸药和煤矿许用电雷管、水炮泥，执行“一炮三检”和“三人联锁”放炮制度；合理选择井下电气设备防暴等级，电气设备保护齐

242、全，坚持使用煤电钻综合保护装置；矿井投产后编制矿井灾害预防和处理计划；加强通风构筑物的管理，防止反风时风流短路。（二）防治水XX煤矿现开采的煤层赋存于二叠系上统龙潭组老山下亚段细粗砂岩地层中，为一套含弱裂隙水富水性较弱的碎屑岩。矿坑的充水因素和充水强度取决于巷道顶部和底部岩层含水性强弱及构造破坏的程度。技术改造后，矿井防治水重点是老空积水、断层水、钻孔水。特别是矿井西翼采区首采工作面布置在+140m以上区段，未探明本矿井原采空区前，设计留设了防水煤柱。接近老空区的顺槽、穿过断层破碎带钻孔的巷道掘进时必须坚持“有掘必探，先探后掘”的原则；掘进前必须编制安全措施，并规定超前探水距离。其次XX煤矿在

243、开掘新副斜井过程中，由于根据技改设计井巷工程布置方案，新副斜井开拓掘进将由扫边槽的顶板逐次揭穿扫边槽及垫底槽煤层，井底车场布置在底部砾岩中，虽然依据三叠系上统安源组紫家冲段含煤地层的地层叙述，扫边槽顶、底板多为灰黑色细粒砂岩及泥岩，井筒掘进的地层中，未存在含水体，但矿井在预划定的开采范围内，浅部露头风化带及原开采的老隆范围不明，因此，新副斜井井筒施工中，必须加强防治水的管理工作。若在新副斜井过程中，存在防治水疑难问题，建议及时请有资质部门对含水地层进行探测工作，确保矿井开拓掘进的安全施工。（三）防治粉尘由于XX煤矿在预划定的井田范围内，开采龙潭组的B4、B5煤层和安源组的扫边槽煤层，并根据矿方

244、提供的煤尘爆炸性鉴定结果，开采的煤层煤尘具有爆炸性危险。同时应对产生煤尘的采掘工作面，原煤的装 、运、卸各环节必须采用综合防尘措施。采掘工作面实行湿式打眼，使用水炮泥，爆破前冲洗煤壁（巷邦），爆破时喷雾，装煤（岩）时洒水、除尘，净化风流；对原煤转载环节实行喷雾洒水；大巷定期清扫、冲洗岩壁巷邦和撒布岩粉。（四）井下建立了消防洒水系统XX煤矿井底（+70m）机电硐室必须采用不燃性材料砌筑，通道中设置向外开的密闭门；引入井下的管缆、轨道在入井处设置防雷电装置；合理选择井下电器设备的防爆等级，电缆的选型、敷设和连接符合煤矿安全规程规定要求；井下电器设备设置了保护接地、短路、过流、过负荷、断相和漏电保护

245、，煤电钻采用综合保护装置；井下电气设备的检查、维护、修理和调整必须由专职电工负责；设置井上、下消防材料库；严格入井“检身”制度，员工入井须带自救器，严禁携带点火物品和穿化纤衣服下井。井风井口设防火铁门。消防洒水管路必须安装到机电硐室处。（五）顶板灾害防治XX煤矿按设计要求选择合理的巷道断面和支护方式；回采工作面前方20m内进回风巷应加强支护；老顶初次来压时观察顶板，加强工作面支护，防止压力过大，压垮工作面；配备顶板动态仪，生产过程中应加强顶板控制，维护合理空间，确保安全生产；回采工作面过断层、过老空区过冒顶区必须制定安全措施。（六）其他事故防治1.主、副斜井提升绞车保护装置完善，设置了过卷、过

246、速、过流和欠电压保护、松绳、深度指示器失效、闸瓦间隙保护装置，井底、井口和绞车房之间设置提升信号。副斜井、暗斜井井筒和采区材料上山设置“一坡三挡”。绞车司机必须参加特种岗位培训，经考试合格后持证上岗。2.大巷初期为人力推车。运输工须进行安全培训，推车时1人只能推1个矿车，多人同时推车要保持车距，过道岔时速度要慢，发现前方有人或障碍物，推车人必须及时发出警号，严禁放飞车。技改后期正常生产使用蓄电池电机车牵引运输时，必须遵守下列规定：（1）沿煤层或穿过煤层的巷道必须砌碹或锚喷支护；（2）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。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

247、断电动机电源，将控制手把取下，扳紧车闸，但不得关闭车灯；（3）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）任何一项不正常或防爆部分失去防爆性能，都不得使用该电机车；（4）列车和单独机车都必须前有照明，后有红灯；（5）正常运行时，机车必须在列车前端；（6）列车通过的风门，必须设有当列车通过时发出在风门两侧都能接收到声光信号的装置；（7）巷道内应设路标和警标。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；（8）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；（9

248、）井下蓄电池充电室内必须采用矿用防爆型电气设备。测定电压时，可使用普通型电压表，但必须在揭开电池盖10min以后进行等。3.电气事故防治合理选择井下电气设备防暴等级，矿井采用双电源供电，加强对架空输电线路巡检，防止发生断线、倒杆事故；地面变电所在母线上安装阀型避雷器，防止沿架空线引入雷电波；变电所内双电源均设进线开关，母线设分段开关；对提升绞车、扇风机、井下水泵设双回路出线，以保证供电的连续性。井下机电硐室采用不燃性材料砌筑，通风良好、通道中设置向外开的密闭门；井下电气设备设有保护接地，短路，过负荷、断相和漏电保护，煤电钻装有综合保护装置；电气设备维护、检修、搬迁和调整，必须严格按有关操作规程

249、进行，防止触电事故发生。第三节 卫生设施及矿山救护一、医务人员与设施本矿井口设保健急救站，配备医生和护士各一名，并配备相应的医疗器械，担负井上、下职工一般疾病治疗和工伤处理。二、安全监管人员配置与矿山救护XX煤矿设置专职安全员及瓦斯检查员9人，并配有瓦斯检定仪等相应仪器、仪表。矿井还配有兼职辅助救护人员9人，担负辅助救护任务。辅助救护队队员配有氧气呼吸器、自救器、还应配备企业消防服、井下救护服等劳保用品等。矿方与XX市安全生产救援救护中心已签订煤矿救援救护与安全技术服务协议书，煤矿因工作需要，进行如排放瓦斯、启封火区、反风演习等需要佩戴氧气呼吸器的技术工作时，以及矿井一旦发生水、火、瓦斯、煤尘

250、、顶板等灾害事故，由救援救护中心提供其服务，实施救援救护。第十一章 节能第一节 用能标准和节能规范一、节能设计编制依据如下：（一）中华人民共和国节约能源法。（二）XX省实施（中华人民共和国节约能源法）办法。（三）国家发展和改革委员会国家环境保护总局发改能源20071456号国家发展改革委 国家环保总局关于印发煤炭工业节能减排工作意见的通知。（四）原煤炭工业部颁煤炭工业工程设计节能技术暂行规定（五）原能源部能源节能（1990）821号关于颁发“煤矿节约能源工作的若干意见”的通知（六）原国家计划委员会资源（1991）350号关于进一步加强节约能源工作的若干意见的通知（七）原国家计委、国务院经贸办、

251、建设部联合下发的计资源（1992）1959号关于基本建设和技术改造工程项目可行性研究报告增列节能篇（章）的暂行规定（八）XX省发改委和XX省经贸委XX省关于加强固定资产投资项目节能评估和审查工作的通知（赣发改投资字200709号）。 第二节 电耗状况和能耗指标分析矿井正常涌水量22.04m3/h，最大涌水量33.0m3/h。XX省煤炭行业管理办公室2009年批复为低瓦斯矿井，煤层自燃倾向性为自燃，煤尘具有爆破性。煤层赋存条件及开采技术条件较复杂。结合井田煤层赋存条件及小煤矿实际情况，设计的采掘工作面，均为炮采，炮掘，矿井移交生产达到设计生产能力时，设备总容量652.2KW，工作容量500kw，

252、本矿吨煤电耗为16.74，相比XX省规定吨煤电耗25kw.h略低，其主要原因为开采煤层较浅，且提升，通风，排水，压风设备功率基本选用合符要求的机械产品。第三节 节能措施和节能效果分析一、节电（一）本设计所选用的变压器均为低损耗节能变压器，可大大减少变压器的空载、负载损耗。 （二）暗斜井为二级排水，矿井主排水泵房排水采用集中自动控制技术，主排水设施及相关系统运行尽量实现“避峰填谷”分时用电。（三）矿井供电无功补偿采用低压集中补偿，使功率因数达到0.92，可减少线路损耗。二、节水（一）矿井用水指标分析经计算矿井用水量448.94，其中食堂及生活饮用水6.5，其他生活用水84.44，防尘用水250，

253、消防用水108，吨煤水耗1.64，与同规模、同类型矿井相比，吨煤水耗较低。（二）节水措施矿区属低山丘陵地带，最高海拔标高+150m，最低+82.1，相对高差67.1，矿井北高南低地形复杂，冲沟发育，植被茂盛。区内气候亚热带季风气候，年平均降雨量1579m，降水集中于4-6月；年平均气温17.8.尽管矿区水资源丰富，矿井吨煤水耗较低，但为保护水资源，应采用取如下节水措施：1.地面压风机采用风冷，不消耗水2.加强用水管理，缩小用水计量单位，对单身宿舍实行一户一表。按表计费。建立污水、废水处理系统、重复利用水资源。3.建立健全用水管理制度。强化节约用水的监督机制。三、建筑节能矿井新增房屋建筑应使用空

254、心砌块、节约土地资源，降低建筑能耗；建筑屋面应采用隔热层，外墙加保温层，室内地坪采用防水处理等技术。第十二章 经济部分第一节 劳动定员XX煤矿应参照煤炭工业小型煤矿设计规范，劳动定员工作的指导思想是精兵简政，尽可能简化机构和层次，减少非生产人员，充实生产一线，改善劳动组织，最大限度地提高劳动生产率。劳动定员的范围：矿井劳动定员应为技术改造后生产能力所需要的全部原煤生产人员、服务人员和其他人员。劳动定员的编制：原煤生产人员根据矿井设计生产能力、工作制度、管理系统组织形式、煤层赋存条件、开拓方式、采煤方法、工艺系统、机械化程度，按照地面、井下各生产环节、生产岗位具体配备。XX煤矿矿井性质为低瓦斯矿

255、井，原煤生产人员、服务人员及其他人员严格按规定的百分数进行控制。劳动定员详见表121一、计算依据设计年生产能力：9.0万t年工作日：330d全员工效：1.25t/工井下工人占原煤生产人员比例：67%二、辅助人员百分比管理人员占原煤生产人员4.5%；服务人员占原煤生产人员9%；其他人员占原煤生产人员3%。三、在籍系数井下工人：1.3；地面工人：1.2；其他人员：1.0；劳动定员表表121序号工 种第一班第二班第三班合 计在册系数在册人数1生产工人666654188239其中：井下工人48483613213172地面工人1818185612672管理人员33391093原煤人员合计69695719

256、72484服务人员6661810185其他人员22261066合 计777765219272第二节 劳动生产率及技能素质一、XX煤矿按劳动定员表安排，劳动生产率计算如下：1、全员效率：273t219人=1.25t/工2、生产工人效率：273t197人=1.39t/工3、井下工人效率：273t132人=2.07t/工二、技能素质要求XX煤矿技术改造完成后，东西两翼采区首采工作面投产前应对招聘的新工人进行安全法规、煤矿安全规程和岗位技能培训，瓦斯检查员、放炮员、安全员、设备司机和电工等特殊工种要进行专门培训，取得合格证后才能上岗作业，培训时间按培训性质和工种确定，新工人岗前培训期不得少于一个月。第

257、三节 投资概算一、概况XX煤矿技术改造工程是由原40kt/a增加到90kt/a，矿井采用的开拓方式为一主一副斜井及两翼斜风井开拓方式，即新掘副斜井及西翼风井，沿用主斜井及东翼风井。矿井采用分区式通风，采用机械抽出式通风方法。采煤方法均采用走向长壁后退式采煤法，钻眼爆破采煤及掘进。二、投资范围投资概算包括矿井技术改造工程初步设计的井巷、土建、设备购置及安装工程费用、工程建设其他费用、基本预备费等。三、执行文件、定额、指标1.执行中国煤岩建设协会中煤建协字 （2007）第90号文“关于发布媒体建设工程工程量清单项目及计算规则、各类工程消耗量定额和工程造价管理有关规定的通知”发布的煤炭建设井巷工程概

258、算定额（2007基价）、煤炭建设井巷工程建设其他费用规定；原国家煤炭工业局煤规字（2000）第183号文发布的煤炭建设地面家住工程概算指标、煤炭建设机电安装工程概算指标，煤规字（2000）第48号文颁发的煤炭建设工程费用定额。2.井巷工程概算套用定额基价，井巷工程辅助费按定额的40%计算。四、取费标准1.执行中煤建协字200790号文的费用计取内容：组织措施费计取环境保护费、文明施工费、安全施工费；间接费中计规费，按地方标准计算的社会保障费直接采用且不进行系数调整；计取税金。2.执行煤规字2000第48号文的费用计取内容：计取其他直接费、劳动保险费、税金。3. 设备价格采用出厂价和询价，材料价

259、格采用XX造价信息2009年第5期发布的市场价，出厂价，询价。不足部分参照矿井所在地区类似工程预决算价。五、投资概算XX煤矿技术改造工程项目总资金2257.55万元，其中矿建工程1246.81万元，土建工程79.72万元，设备及工器具购置595.94万元，安装工程90.30万元，工程建设其他费用244.78万元，基本预备费201.78万元。项目投资总概算见表12-2-1、12-2-2。六、资金筹备建设项目总资金2257.55万元，资金全部由企业自筹第四节 主要技术经济指标XX煤矿技术改造工程主要技术经济指标表（详见表123）及技术改造技术经济指标参数（详见表1241、1242、1243）。 总

260、投资估算表 表12-2-1序号生产环节或费用名称投 资(万元)占总投资比重(%)矿建土建设备及工器具购置安装其他合计工程工程工程费用一井下系统1246.8122.84449.7751.4351775.851施工准备工程5.05.02主斜井井筒72.0723主井底车场及硐室37.637.64+70运输石门及东翼轨道上山123.8123.85+110运输石门70.0570.056东翼采区工作面174.5463.48238.027+70东运输大巷328.3328.38副斜井井筒112.2112.29副井井底车场及+70西运输大巷44.3344.3310西翼煤仓及运煤上山57.2557.2511西翼轨

261、道上山48.9648.9612西翼采区工作面97.5185282.513西翼风井井筒57.857.814+150回风石门22.4822.4815主斜井提升系统9.5228.811.5249.8416副斜井提升系统6.6824.459.6740.8017排水系统21.529.2030.7018通风系统3.7619.523.6026.8819压风系统2.8818.024.8425.7420运输系统88.9812.6101.58二地面生产系统56.88146.1738.8738279.921安全技术及监控系统30.784.5035.282通讯调度及计算中心25.652.9128.563供电系统7.5

262、238.4719.3465.33总投资估算表 表12-2-2序号生产环节或费用名称投 资(万元)占总投资比重(%)矿建土建设备及工器具购置安装其他合计工程工程工程费用4地面运输4.763.07.765室外给排水及供热7.6215.395.7428.756辅助厂房及仓库5.6212.82.020.427行政福利设施14.2723.084.2841.638厂区设施6.626.629居住区10环境保护及三废处理10.4710.4711工程建设其他费用35.035.0三其它201.78201.781工程预备费（10%）201.78201.782建设投资贷款利息建设项目总造价1246.8179.7259

263、5.9490.30244.782257.55吨煤造价(元/t)138.538.8666.2210.0327.20250.84占总投资比重(%)55.233.5326.404.010.84100XX煤矿技术改造主要技术经济指标表 表123序号名称单位指标备注1矿井设计生产能力万吨9.02矿井服务年限年5.23井巷工程总长度m4935其中：岩巷长度m3225 煤巷长度m17104工程总投资万元2257.55其中：井巷工程万元1246.81 土建工程万元79.72 设备购置万元595.94 安装工程万元90.30 其他基建费万元244.78 基本预备费万元201.78 流动资金万元30.05固定资产

264、吨煤投资元/t250.846技改工期月15XX煤矿技术改造技术经济指标参数 表12-4-1顺序指标名称单位指标备注一井田境界1沿走向均长km1.82沿倾斜均长km0.893井田面积km21.6066二储 量1矿井地质资源量kt11782矿井可采储量kt671.823可采储量占地质储量%57三可采煤层层3B4、B5、扫边槽四可采煤层总厚度m1.844.63五煤层倾斜角度度1550六煤质（原煤/精煤）1牌号无烟煤、烟煤2灰分%20.5546.483挥发份%3.9618.294硫分%0.421.285发热量MJ/kg15.0117.67七煤的容重t/m31.401.85八矿井工作制度1每年工作日数日

265、3302每日工作班数班二班采煤三班掘进3提升时间时/日16九矿井生产能力1年产量kt/a902日产量t/d273十矿井服务年限a5.2其中：设计水平服务年限a5.2十一瓦斯等级低瓦斯十二涌水量1正常涌水量m3/h22.042最大涌水量m3/h33.0十三开拓方式斜井开拓十四井筒型式及数目1主、副斜井个各1个-25、-28 XX煤矿技术改造技术经济指标参数 续表12-4-2顺序指标名称单位指标备注2安全出口井个4个斜井3风井个2个东西两翼风井十五井筒深度及斜长1主斜井m334+212m+70m2东翼风井m67+229+180m3副斜井m340+233+73m4西翼风井170+235+150m十六水平数目个1 十七水平标高原水平m+160设计水平m+70十八采煤方法走向长壁十九达到设计产量时采区个数及走向长度个/m二十达到设计产量时回采工作面参数1回采工作面个数个22工作面长度m45二十一工作面支架型式单体支柱二十二