山西金晖隆泰煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计

　　前言

　　一、概述

　　山西金晖隆泰煤业有限公司井田位于山西省沁源县王和镇铁水沟村东，行政区划属沁源县王和镇管辖。矿井工业场地至王和镇约5km，为土石公路，即与汾—屯公路接运。汾—屯公路全程为沥青质路面。沿其向北约32km，即到达平遥县城，与南同蒲铁路及大运公路接运。

　　山西金晖隆泰煤业有限公司隶属于山西金晖煤焦化工有限公司，山西金晖煤焦化工有限公司是一家集能源、化工、电力、物流仓储为一体的大型煤焦化民营企业。目前公司拥有资产总额30亿元，职工总数4000余人。年可实现销售收入25亿元。现已形成500万吨煤炭、120万吨焦炭、5万吨煤焦油、1万吨粗苯的产品生产能力。公司于1999年经批准获得自营出口权，产品行销国内10余家大型钢铁公司，并外销欧美、日本、印度市场。公司自备铁路专用线八条，可发运煤炭、焦炭、化工产品。公司是国家发改委首批公告通过的74家焦化行业准入企业，是山西省焦化行业“五十强”企业，是山西省“十一五”期间重点扶持的77个三大方阵企业，是山西省政府“十一五”期间重点培育的煤化工大企业、大集团之一。是山西省纳税重点企业之一。

　　本次全省煤矿企业兼并重组整合中，《长治市山西汾西正新煤焦有限公司贾郭煤矿等3处煤矿企业兼并重组整合方案》经省煤矿企业兼并重组整合工作领导组审查通过，并于2009年12月9日在晋煤重组办发【2009】118号文《关于长治市山西汾西正新煤焦有限公司贾郭煤矿等3处煤矿企业兼并重组整合方案的批复》中予以批复。山西金晖隆泰煤业有限公司由沁源万峰铁水煤矿有限公司和山西晓利煤业有限公司两矿及中间部分空白资源区兼并重组整合而成，重组整合后批准生产能力900kt/a，山西晓利煤业有限公司（300kt/a）为2010年底关闭矿井，沁源万峰铁水煤矿有限公司（300kt/a）为兼并重组主体矿井。2009年12月30日山西省国土资源厅为山西金晖隆泰煤业有限公司颁发了采矿许可证。证号为C1400002009121220050900。批采1#-11#煤层（2、3、6、9、10、11号煤层），批准生产规模900kt/a，井田面积7.6663km2

　　2010年3月山西省煤炭地质114勘查院编制提交了《山西金晖隆泰煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告》，2010年7月28日，山西省煤炭工业厅以晋煤规发【2010】722号文《关于山西金晖隆泰煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告的批复》对该地质报告进行了批复。

　　为了合理开发、开采兼并重组整合后的井田资源，特委托我公司编制《山西金晖隆泰煤业有限公司兼并重组整合初步设计》。

　　二、编制依据

　　1、山西金晖隆泰煤业有限公司委托我公司编制“山西金晖隆泰煤业有限公司兼并重组整合初步设计委托书”；

　　2、2009年12月9日，山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组晋煤重组办发【2009】118号文《关于长治市山西汾西正新煤焦有限公司贾郭煤矿等3处煤矿企业兼并重组整合方案的批复》；

　　3、2009年12月30日山西省国土资源厅颁发的采矿许可证，证号：C1400002009121220050900；

　　4、2010年3月山西省煤炭地质114勘查院编制提交了《山西金晖隆泰煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告》。

　　5、2010年7月28日，山西省煤炭工业厅以晋煤规发【2010】722号文《关于山西金晖隆泰煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告的批复》。

　　6、河南理工大学于2010年7月编制提交的《山西金晖隆泰煤业有限公司矿井瓦斯涌出量预测研究报告》。

　　7、2007年9月18日，山西省长治市煤炭工业局长煤局规发【2007】596号文《关于沁源万峰铁水煤矿有限公司资源整合初步设计的批复》

　　8、长治市安全生产监督管理局文件长安局监煤发【2006】131号文《关于沁源县21万吨/年以下乡镇煤矿2005年瓦斯等级及二氧化碳涌出量鉴定结果的批复》。

　　9、煤层煤质、煤尘爆炸性和自燃发火倾向性检验报告。

　　10、矿方提供的现有采掘工程、地面设施、设备等技术资料。

　　11、有关供电、供水、救护协议。

　　12、国家有关煤炭工业的法律、法规、、规程、规范和技术政策等。

　　三、设计的指导思想

　　认真贯彻执行国家和山西省政府有关能源开发的方针、政策及煤炭工业“规程”、“规范”，设计中以科技进步为手段，以安全生产为原则，以经济效益为中心，结合矿井实际情况，充分利用矿井现有各类工程、设施及设备，最大限度的降低矿井建设投资，力求各系统简单实用、投资少、工期短、工艺新。通过本次兼并重组整合，提高矿井的综合机械化水平和资源回收率，提高矿井安全装备水平和安全管理水平，将矿井建成开拓合理，机械化程度高，安全好、效率高、效益优、符合市场发展规律的新型煤矿。

　　四、设计的主要特点

　　1、山西金晖隆泰煤业有限公司矿井设计生产能力900kt/a，属于兼并重组整合矿井。矿井采用一次设计、一次建成投产的移交方式。。

　　2、井田采用斜—立混合开拓方式开采先期开采地段各煤层，矿井以主斜井、副立井和回风立井三个井筒开发采先期开采地段各煤层，其中主斜井已有383m。主斜井装备带宽1000mm的大倾角带式输送机、铺设检修轨道，担负矿井煤炭提升及下大件（液压支架）的任务，兼做进风井和矿井的安全出口；副立井装备双罐笼，担负矿井矸石、材料设备及人员等辅助提升任务，兼做进风井；回风立井装备梯子间担负矿井回风任务，兼做矿井安全出口。

　　3、在井田开拓巷道布置上，充分考虑了井田范围、煤层赋存特征、回采工作面装备水平、回采工作面年推进度等因素，设计以＋1240主水平开采F3断层以北的9号、10号、11号煤层及东北部6号煤层，设计以一个高档普采面（6号煤层）和一个综采工作面（9号煤层）来保证矿井设计规模；依据工作面的年推进度、回采面的合理接替时间、井田特征和煤层产状，来确定回采面的连续推进长度，并依此布置井田开拓巷道，比较符合本井田的实际。

　　尽量利用已有设施，贯彻井下多做煤巷少做岩巷的原则，井下巷道除斜巷外均沿煤层布置，基本属煤及半煤巷。

　　依据工作面的年推进度和工作面顺槽掘进方式，设计以两个回采工作面、四个掘进工作面保证矿井正常生产接替，采掘比为1：2。

　　4、井巷工程采用锚网喷或锚杆、锚索联合支护方式，实现了支护锚喷化和锚杆化。

　　5、井下大巷主运输采用带式输送机，可实现自回采工作面至地面胶带一条龙连续运输，用人少、效率高、故障率低、安全性好，利于实现集中自动化控制与管理。

　　大巷辅助运输，采用调度绞车及无极绳连续牵引车牵引1.0t系列矿车运输。既满足了矿井井下巷道沿煤层布置对辅助运输的要求，又满足了生产需要，而且还最大限度地节省了矿井初期投资。

　　6、地面充分利用了既有工业场地及已有设施。

　　五、主要技术经济指标

　　1、矿井设计生产能力：900kt/a。

　　2、矿井设计可采储量：33750kt。

　　3、矿井设计服务年限：28.6a。

　　4、该矿移交时井巷工程量总长度为10397m；掘进体积为287428m3。万吨掘进率115.5m/万吨，万吨掘进体积3193.6m3/万吨。

　　5、矿井建（构）筑物总平面为：4792m2；建（构）筑物总积为：55250m3。新建行政、生活福利建筑总面积：9836.87m2

　　6、矿井总占地面积7.77hm2，其中工业场地占地面积6.12hm2，矸石周转场地占地面积1.0hm2，地面爆炸材料库场地占地0.65hm2。

　　7、矿井全员效率：8.0t/工。

　　8、矿井在籍总人数：512人。

　　9、矿井建设工期：21个月。

　　10、矿井建设项目总造价为39724.37万元，吨煤投资为411.38元。

　　11、评价指标：税后全部投资内部收益率：21.78%，税后投资回收期：5.85a，盈亏平衡点：56.95%；投资利润率18.64%；投资利税率：31.04%。

　　六、存在问题与建议

　　1、井田内勘探钻孔未进行启封检查，封孔质量不详，生产中应注意防范钻孔导水。上部煤层的2、3号煤层采空区积水是安全隐患之一，建议矿方进一步加强水文地质工作，应进一步查清核实采空区积水情况，矿井施工和生产过程中，应坚持“预测预报，先探后掘,先治后采”的探放水原侧。

　　2、矿井首采6号煤层和9号煤层爆炸性及煤层自燃发火性资料均为邻近矿井资料，建议见煤后尽快补充相关资料,生产中加强防火防尘工作。

　　3、建议进一步加强井田地质工作，在先期开采地段进行三维地质勘察，查清隐伏断层特征，尽量避免隐伏构造造成损失。

　　4、本矿井地质报告仅批复了先期开采地段，而坡底北断层南部勘探程度严重不足，建议尽快安排井田中南部地质补充勘探工作。矿井开采井田中南部各煤层时必须委托设计单位编制井田中南部各煤层开采设计。

　　5、矿井采掘机械化程度较高，对工人、干部的素质要求也高，建议对干部、工人进行岗前培训，使其掌握使用及维护技能，持证上岗。

　　第一章井田自然概况及兼并重组整合前各矿现状

　　第一节井田自然概况

　　一、交通位置

　　山西金晖隆泰煤业有限公司位井田于山西省沁源县王和镇铁水沟村东，行政区划属王和镇管辖。整合后的井田地理坐标：东经：112°12′06″～112°14′49″，北纬：36°47′36″～36°48′43″。

　　本井田至沁源县王和镇约5km为土石公路，即与汾-屯公路接运。汾-屯公路全程为沥青质路面。沿其向北约32km，即到达平遥县城，与南同蒲铁路及大运公路接运。因此，本井田煤炭外运条件较好，交通较为便利（见交通位置示意图1-1-1）。

　　二、地形地貌

　　本井田地处太岳山区，地表为山区侵蚀地貌，沟谷纵横，地形十分复杂。总的地势地形最高点为井田西南部山梁上，标高+1597.0m，地形最低点为井田南部边界处沟谷中，标高为+1420.3m，相对高差176.7m。基岩出露中等，山顶、山脊大面积被黄土覆盖，植被不发育。纵观该井田所处的自然地形条件，为侵蚀较弱的中-低山区。

　　三、水系

　　本区地表水属黄河水系汾河支流的龙凤河小流域。沟谷内一般无水流，在雨季遇暴雨时，雨水短时聚集，顺沟向南流入龙凤河，再向西流入汾河。

　　四、气象及地震情况

　　本区属大陆性气候，根据沁源县气象台观测记录，本区7、8、9三个月为雨季，降水量最小为463.3mm（1972年），最大为861.6mm（1975年），蒸发量最小为1306.7mm（1983年），最大1609.6mm（1972年），蒸发量大于降水量。冬春两季雨雪较少，夏末秋初雨量较大，一月份气温最低，极端最低温度为-22.5℃，平均-6.5℃；七月份气温最高，极端最高温度38℃，平均23℃。十一月份开始结冰，次年三月份开始解冻，最大冻土深度为750mm。本区夏季多东南风，冬春季多西北风，最大风速16m/s。

　　据山西省颁发的山西省地震基本烈度表，本区抗震设防烈度为7度，设计基本地震加速度值为0.15g。

　　五、矿区经济概况

　　井田中北部有坡底村，井田的西部边缘处有铁水沟村，人口约436人，主要农作物为玉米。井田内多为山区荒地，树木极少，以杂草丛生为主，局部地带为灌木丛。井田内未有其它工矿企业。

　　第二节兼并重组前各矿现状

　　根据山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组晋煤重组办发【2009】118号文《关于长治市山西汾西正新煤焦有限公司贾郭煤矿等3处煤矿企业兼并重组整合方案的批复》。山西金晖隆泰煤业有限公司由沁源万峰铁水煤矿有限公司和山西晓利煤业有限公司两矿及中间部分空白资源区兼并重组整合而成。重组整合后批准生产能力900kt/a，山西晓利煤业有限公司（300kt/a）为2010年关闭矿井，沁源万峰铁水煤矿有限公司（300kt/a）为兼并重组主体矿井。2009年12月山西省国土资源厅为山西金晖隆泰煤业有限公司颁发了兼并重组后的采矿许可证：C1400002009121220050900。批采1#-11#煤层（2、3、6、9、10、11号煤层），批准生产规模900kt/a，井田面积7.6663km2。

　　沁源万峰铁水煤矿有限公司是由原沁源县王和镇铁水沟煤矿和沁源县王和镇红莲煤矿于2006年资源整合而成。原沁源县王和镇铁水沟煤矿位于铁水沟村东，为一村办集体企业。于1991年建井，1992年投产。批准开采2号煤层，井田面积0.7349km2，设计生产能力10kt/a，核定生产能力60kt/a；原沁源县王和镇红莲煤矿位于红莲村西北，铁水沟煤矿的东北，系红莲村办集体企业，井田面积0.6447km2，批准开采1、2、3号煤层，矿井设计生产能力20kt/a。2006年3月17日，山西省煤炭资源整合和有偿使用工作领导组办公室以晋煤整合办核[2006]15号文《关于长治市沁源县煤炭资源整合和有偿使用工作方案》予以核准。同时将整合后的矿井更名为“沁源万峰铁水煤矿有限公司”，山西省工商行政管理局以“（晋）名称变核企字〔2006〕第0623号”予以核准。2007年5月16日山西省国土资源厅为该矿颁发了采矿许可证，证号为：1400000722310，批准开采1号、2号、3号、6号、9+10号、11号煤层，井田面积为2.2556km2，证载生产规模210kt/a。2007年7月6日，山西省煤炭工业局发晋煤行便字【2007】48号文，批准沁源万峰铁水煤矿有限公司按300kt/a建设。2007年8月，兖矿集团邹城华建设计研究院有限公司为该矿提交了《沁源万峰铁水煤矿有限公司资源整合初步设计》，设计生产能力300kt/a，设计首采6号煤层。2007年9月18日，山西省长治市煤炭工业局长煤局规发【2007】596号文《关于沁源万峰铁水煤矿有限公司资源整合初步设计的批复》批准了该初步设计，2008年5月10日，山西省长治市煤炭工业局长煤局规发【2008】208文《关于沁源万峰铁水煤矿有限公司资源整合矿井开工建设的批复》批准该矿开工建设。现在该矿属于手续齐全的在建矿井，地面设施及井筒已部分形成。

　　山西晓利煤业有限公司由原沁源县王和镇大栅煤矿煤矿和沁源县王和镇虎眼煤矿整合而成，本次兼并重组整合前，沁源万峰铁水煤矿有限公司矿井及山西晓利煤业有限公司300kt/a的资源整合项目井下均未施工建设（仅沁源万峰铁水煤矿有限公司主斜井施工383m）。

　　一、兼并重组前井田各煤矿开采情况

　　1、沁源县王和镇铁水沟煤矿（2006年资源整合主体）

　　原铁水沟煤矿位于铁水沟村东，为一村办集体企业，井田面积约0.7349km2，主要开采2号煤。矿井采用斜井开拓，设计生产能力10kt/a。该矿1991年开工建设，1992年投产，2005年10月山西省煤炭工业局核定矿井生产能力为60kt/a。矿井采用短壁式开采，放炮落煤，人工攉煤落后的回采工艺。主副斜井均采用绞车进行提升。目前2号煤已大部采空。

　　2、沁源县王和镇红莲煤矿（2006年与铁水沟煤矿资源整合后关闭）

　　原红莲煤矿位于红莲村西北，铁水沟煤矿的东北；该煤矿为红莲村办集体企业，井田面积0.6447km2，批准开采1、2、3号煤层。矿井采用斜井开拓，设计生产能力20kt/a，。矿井于1978年6月开工建设，1981年7月投产。矿井采用短壁式开采，放炮落煤，人工攉煤落后的回采工艺。主副斜井均采用调度绞车进行提升，该矿井已于2005年12月关闭。2号煤已全部采空，3号煤已大部采空。

　　3、大栅煤矿（山西晓利煤业有限公司2006年资源整合主体）

　　该矿1996年建井，设计生产能力20kt/a，2004年核定生产能力为90kt/a,经煤炭工业局2005年1月换发煤炭生产许可证，证号X040413093Y1G1，有效期限2005年1月13日至2006年1月30日，2005年12月经山西省国土资源厅换发了采矿许可证，证号为1400000521148，批准开采1、2、3号煤层，井田面积为1.4799km2，有效期限2005年12月至2006年12月，核定生产规模90kt/a。

　　矿井采用一对斜井单水平分区式开拓，通风方式为中央并列式通风，批准开采煤层为1号、2号、3号，现采煤层为2号煤层，采煤方法为壁式炮采，全部垮落法管理顶板，工作面采用刮板运输机运输，型号为SGB-320/17型，大巷采用矿车运输，主斜井装备提升绞车，型号为JT-800，功率30kw，担负矿井提煤、运料、出矸、进风兼安全出口，回风斜井井筒内布置行人台阶，安设FBCZNO-11防爆轴流式主扇两台，一台工作，一台备用，担负矿井的回风、行人任务，兼作安全出口。

　　据长治市安监局办发[2004]96号文件批复，该矿瓦斯相对涌出量5.2m3/t,绝对涌出量为0.18m3/min,为低瓦斯矿井。

　　根据矿井涌水量观测，涌水量一般150m3/d，最大涌水量210m3/d，主要为大巷出水，工作面水小或无水，与降雨量有一定的关系，雨季排水量有所增加，应引起注意。

　　开采情况，该矿开采主要位于井田的东南部边界、南部为早年开采的采空区。

　　4、虎眼煤矿（2006年与大栅煤矿资源整合后关闭）

　　该矿始建于1989年，于2003年正式投产，为一对斜井开拓，开采2号煤层，原设计生产能力为20kt/a，2004年1月换领煤炭生产许可证，证号X040413095Y1G1，有效期限2004年1月13日至2001年6月30日，核准生产能力30kt/a，属虎眼村办集体经营企业，持有山西省国土资源厅颁发的采矿许可证，证号1400000330393，有效期限2003年6月至2006年6月，核准生产规模20kt/a，批准开采2号煤层，井田面积1.2265km2。

　　该矿开采2号煤层，一对斜井位于井田西南角，该矿采用斜井单水平分区式开拓，矿井见煤后采用条带式布置工作面，采煤方式为刀柱式，采宽40-60m，矿井涌水量为50m3/d，最大排水量为75m3/d，为低瓦斯矿井。2号煤层西部为采空区、剥蚀区及风氧化区。

　　5、停废小窑

　　据调查井田西部2号煤层露头处有铁水沟村过去开采的两座停废弃小窑，均开采2号煤层，因煤层较薄，开采方法落后，开采范围不大。

　　二、周边煤矿开采情况：

　　井田东部为山西长沁煤焦有限公司的原新超煤业有限公司和财源煤矿，其它为国有空白。（见相关位置图1-2-1）

　　1、原新超煤业有限公司是由王和镇古寨煤矿和西沟煤矿整合而成，批准开采1、2、3、9+10、11号煤层，井田面积3.1506km2，生产能力30万t/a，井田内曾开采2、3号煤层，整合后全井田共布置3个井筒，拟计划开采9+10号煤层，尚属基建矿井。古寨煤矿1979年建井，1982年投产，批准开采1、2、3号煤层，井田面积为1.0804km2，为开采2号煤层，一对斜井位于其井田东部，见煤后采用条带式布置，由开采水平在条带内直接布置回采工作面，西部为采空区，东部为剥蚀及风氧化区。9+10号煤层南部边界有私开小煤窑，形成一小片采空区。与本井田无越界行为,其采空区距本井田较远,积水对本井田煤层开采无影响。西沟煤矿位于古寨村东部，井田面积0.9832km2，批准开采2、3号煤层，一对斜井位于其井田北部，见煤后采用条带式布置工作面，采煤方法为走向长壁式回采，2号煤层南部为采空区，剥蚀区及风氧化区，3号煤层北部小面积采空区。与本井田无越界行为,其采空区距本井田较远,积水对本井田煤层开采无影响。

　　2、财源煤矿

　　位于本井田东南，井田面积0.4266km2，生产能力为15万t/a，批准开采9+10、11号煤层，主采9+10号煤层，采高2.3m，该矿于2008年9月16日经有关部门责令停产关闭，根据2005年2005年瓦斯等级和CO2涌出量鉴定结果:财源煤矿瓦斯相对涌出量为4.82m3/t,绝对瓦斯涌出量为0.57m3/min；二氧化碳相对涌出量为2.53m3/t,绝对涌出量为4.23m3/t,确定该矿为低瓦斯矿井。与本井田无越界行为,其采空区距本井田较远,积水对本井田煤层开采无影响。

　　三、兼并重组后设备设施利用情况

　　办公楼主体工程已经完成，建筑面积2980m2，主井绞车房完成，绞车已安装到位，综采车间已全部完成，钢结构，建筑面积810m2,10Kv变电所已建成，安装2台500KVA变压器。需进行扩建，澡堂已完成，砖混结构，建筑面积300m2，需按900kt/a扩建，食堂已完成，建筑面积300m2。

　　井下主斜井已经施工383m。

　　矿井现有单滚筒JK-2/20型矿用绞车一台，已新购双滚筒2JK-2.0/20型提升机一台。

　　第二章兼并重组整合的条件

　　第一节资源条件

　　一、井田地质勘探程度及地质报告批准文号

　　2010年3月山西省煤炭地质114勘查院编制提交了《山西金晖隆泰煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告》，2010年7月28日，山西省煤炭工业厅以晋煤规发【2010】722号文《关于山西金晖隆泰煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告的批复》对该地质报告进行了批复。先期开采地段达到勘探程度。

　　二、地层及地质构造

　　（一）地层

　　井田内分布不均，由北向南出露上石盒子组下段、下石盒子组及山西组地层，北部第四系松散沉积物以不整合大面积覆盖于各时代地层之上。现依据井田钻孔揭露资料，结合地表出露情况，对井田内的地层由老到新分述如下：

　　1、奥陶系中统峰峰组(O2f)

　　本组为含煤地层的沉积基底。主要由灰～深灰色中厚层状的石灰岩、泥质灰岩组成，局部含白云质灰岩。顶部含较多的星散状黄铁矿，下部常夹有薄层状、似层状的石膏层，为浅海相沉积地层。顶部为古风化壳。地层厚度为162.8m。

　　2、石炭系中统本溪组(C2b)

　　岩性由灰色、灰黑色铝土岩、泥岩、粉砂岩、石英砂岩组成，底部沉积有山西式铁矿，其厚度和品位很不稳定。地层厚度为28.75-30.97m，平均29.86m。平行不整合于峰峰组地层之上。

　　3、石炭系上统太原组(C3t)

　　为本井田主要含煤地层，自K1砂岩底至K7砂岩底，地层厚度为90.81-116.37m，平均107.09m。与下伏地层呈整合接触。主要由灰白色、灰黑色砂岩、粉砂岩、泥岩、石灰岩组成。含丰富的动物化石，旋回结构清楚，横向稳定性好，易于对比。

　　4、二迭系下统山西组(P1s)

　　K7砂岩底至K8砂岩底，整合于下伏地层之上。地层厚度为53.10-65.25m，平均57.63m。岩性主要由灰色的细粒砂岩、灰黑色粉砂岩、泥岩和1、2、3号煤层组成，其中1部分可采煤层，2、3号煤层为先期开采地段大部可采的较稳定煤层。底部K7砂岩为细粒长石石英砂岩，岩性及厚度变化大。

　　5、二迭系下统下石盒子组(P1x)

　　K8砂岩底至K10砂岩底，与下伏地层呈整合接触。根据其岩性、岩相特征，划分为上、下两段：

　　下段(Plx1)

　　K8砂岩底至K9砂岩底，地层厚度为39.79-50.85m，平均45.32m。以灰色、绿灰色中、细粒砂岩为主，夹深灰色、灰黑色粉砂岩、泥岩，局部夹薄层煤线，顶部为黑灰色泥岩。底部K8砂岩为灰色、灰白色细粒石英长石砂岩，具直线型斜交层理和斜层理，局部含泥质斑块。

　　上段(Plx2)

　　K9砂岩底至K1O砂岩底，地层厚度为62.87-65.15m，平均64.01m。底部K9砂岩为灰白色中粒砂岩。其上为互层状绿灰色、灰色中、细粒砂岩和灰绿色泥岩、粉砂岩。顶部为一层状灰绿色与紫红色花斑相间、含鲕状铁质结核的泥岩，俗称“桃花泥岩”可作为确定K1O砂岩的辅助标志。

　　6、二迭系上统上石盒子组(P2s)

　　井田内只出露下段(P2s1)下部地层，厚度约70.00m。与下伏地层呈整合接触。主要由浅黄色和灰色的细粒砂岩、粉砂岩、暗紫色泥岩组成。

　　底部K10砂岩为灰白色中粒长石石英杂砂岩，含少量的白云母、黑云母等，底部常含有细砾岩，具泥质包裹体。

　　7、第四系全新统（Q4）

　　主要分布井田中部大栅下游地段，岩性以砾层、粉土及砂砾组，厚度0-6.5m。

　　8、第四系上更新统（Q3）

　　底部多为砂层及砂砾层，中部为灰黄色亚粘土和亚砂土，上部为灰黄色亚粘土夹古土壤条带。厚度3.5-16.5m。

　　9、第四系中更新统（Q2）

　　为棕红、黄褐色亚粘土、亚砂土组成。厚度5.5-32.50m。

　　（二）构造

　　井田总体构造形态为一向北东倾伏的宽缓向斜构造，地层倾角5—15°。在北部原万峰铁水井田发育两条正断层，落差均在100m以上。组成地垒构造，中部发育王和南断层，落差在40-200m，向南为阶梯式下降，井田主要构造分述如下：

　　1、褶曲

　　铁水沟向斜：向斜轴由井田西南部向井田北东部沿伸通过，向北东倾伏，轴部出露下石盒子顶部及上石盒子组下部地层。两翼不对称，西北翼出露太原组、山西组、下石盒子组、上石盒子组地层，走向北北东，倾向南东东，地层倾角5—15°。东南翼出露下石盒子组地层，走向北东，倾向北西，地层倾角5—10°。

　　2、断层

　　⑴铁水沟北正断层：位于本井田北侧铁水沟村北、关子岭北，走向北东东，倾向北北西，落差150—100m，倾角70°，由西向东落差逐渐变小，上盘出露上石盒子组上段（P2s2）地层，下盘出露上石盒子组下段（P2s1）地层。

　　⑵坡底北正断层（F3）：位于本井田北部，坡底村北，走向北东东，倾向南南东，落差80—300m，倾角65°，由西向东落差逐渐变小。上盘出露上石盒子组地层，下盘出露下石盒子组地层。

　　⑶王和南正断层：位于井田中部，走向北东东，倾向南南东，落差40-200m，倾角65°，向西落差很快变小。

　　⑷铁5号钻孔东北正断层

　　位于铁5号钻孔东北150m处，走向北东，倾向北西，落差10m，倾角70°，断层北部为二叠系下统下石盒子组上段地层，向南部延伸被黄土覆盖。

　　⑸铁6号钻孔北正断层

　　位于铁6号钻孔北40m处，走向北东东，倾向北北西，落差25m，倾角70°，断层东西两头为二叠系下统下石盒子组地层，中部黄土覆盖。

　　⑹F2正断层

　　位于王和南断层南侧，走向北东东，倾向南南东，落差10-30m，倾角70°，井田内延长约900m。

　　⑺F1正断层

　　位于井田南端西南角，在2003号孔以东的山上，落差80m左右，倾角70°，走向北弱东，倾向北北西，区内延伸长度500m，倾角70°左右。

　　3、陷落柱

　　铁水沟煤矿在开拓过程中，遇有一长轴45m的陷落柱，在勘探过程中未发现陷落柱，但是随着开采面积的增大，还会有陷落柱呈现出来。

　　4、岩浆岩

　　井田内未发现岩浆岩，煤层及煤质均不受岩浆岩的影响。

　　井田构造属于中等类。

　　三、煤层及煤质

　　（一）、含煤性

　　本井田含煤地层主要为上石炭统太原组和下二叠统山西组。

　　山西组平均厚度57.63m，含煤2－4层，含煤总厚度为1.21－2.36m，平均2.07m，含煤系数5.41％。山西组含煤性总的特点是煤层层数多，单层厚度小，变化大，达可采厚度的层数少，其中2、3号煤层为先期开采地段大部可采的较稳定煤层。1号煤层为不稳定，零星可采煤层。

　　太原组平均厚度107.09m，含煤5－7层，总厚度为4.44－10.90m，平均7.39m，含煤系数6.98％。总的特点是煤层层数多，达可采厚度者层数较少，但可采煤层厚度较大。其中9＋10号、11号煤层为本区稳定的可采煤层，6号煤层为先期开采地段大部可采的较稳定煤层，7号、8号煤为不稳定的不可采煤层。

　　（二）、可采煤层

　　本井田共含煤10层，自上而下编号分别为1、2、3、6、7、7下、8、9、10、11号煤层，其中2、3、6、9、10、11号煤层属可采煤层见表2-1-1，可采煤层分

　　1、2号煤层

　　位于山西组中部，煤层厚度0.30—0.95m，平均厚度0.68m。结构简单，层位稳定，上距1号煤层13.35—21.15m，平均17.33m。顶板多为砂质泥岩、泥岩，底板均为泥岩。可采范围分布在井田的北部先期开采地段的中部，属先期开采地段大部可采的较稳定煤层，井田南部为零星可采，属局部可采的不稳定煤层。井田内及周边均因煤质好，0.60m以上均在开采。

　　2、3号煤层

　　位于山西组中下部，先期开采地段煤层厚度0—1.10m，平均厚度0.56m。结构简单厚度变化大，上距2号煤层平均12.20m。顶底板均为泥岩或砂质泥岩，可采范围主要分布在井田的先期开采地段的东部，属先期开采地段大部可采的较稳定煤层。井田南部推断东南边缘可采，本层井田内属局部可采的不稳定煤层。井田内原红莲矿开采过，周边未有开采。

　　3、6号煤层

　　位于太原组中上部，K3、K4石灰岩之间，上距K4石灰岩6.65—7.30m，平均7.08m，下距K3石灰岩7.80—10.60m，平均9.08m。先期开采地段煤层厚度0—1.05m，平均厚度0.78m。煤层结构简单，层位稳定，顶板为泥岩，底板为粉砂岩或砂质泥岩，本煤层在铁6号孔尖灭，其它范围均可采，属先期开采地段大部可采的较稳定煤层，井田南部2003钻孔为尖灭，推断为不可采煤层。井田内未有开采，较远的西坡开采过。

　　4、9号煤层

　　位于太原组下部K2石灰岩之下，先期开采地段煤层厚度1.50—3.15m，平均厚度2.58m，中上部常含一层0.1—0.3m厚含炭质泥岩，夹石层位稳定，厚度变化不大，顶板K2石灰岩，局部具泥岩伪顶，底板为泥岩。属先期开采地段全区可采的稳定煤层。南部合并为9+10号煤层，2003钻孔厚度为3.35m，夹石厚0.40m属全区可采稳定煤层。只有井田西南财源煤矿开采。

　　5、10号煤层

　　位于太原组下部，先期开采地段9号煤层之下，上距9号煤层3.05—4.00m，平均3.58m。10号煤层厚0.60—2.10m，平均厚度1.38m，结构简单一般不含夹石，顶板为砂质泥岩或泥岩，底板为粉砂岩或砂质泥岩。本层在先期开采地段的铁6号孔中不可采，属大部可采的稳定煤层。井田南部推断为与9号煤层合并。

　　6、11号煤层

　　位于太原组下部10号煤层之下，先期开采地段，上距10号煤层2.30—5.30m，平均3.35m。煤层厚度1.35—2.60m，平均厚度2.06m，中部常含一层0.25—0.30m厚的夹石，结构简单，顶板为泥岩或砂质泥岩，底板多为泥岩，局部为砂质泥岩，属先期开采地段可采的稳定煤层。井田南部2003钻孔厚度为2.47m，含0.27m夹石，推断为可采稳定煤层。井田及周边未有开采。

　　（三）、煤质

　　1、煤的物理性质和煤岩特征

　　2号、3号煤层：黑色，强玻璃光泽，断口具参差状，裂隙发育，条带状结构。9号、10号煤层：黑色，强玻璃光泽，断口具阶梯状，裂隙较发育，条带状结构。6号、11号煤层：黑色，强玻璃光泽，断口具阶梯状，裂隙不发育，条带状结构。

　　各可采煤层一般以亮煤、暗煤为主，夹少量镜煤和丝炭，条带状结构，层状构造，属半亮型煤-半暗型煤。

　　各可采煤层显微煤岩组分：镜质组含量介于60-90%之间，平均在80%左右，主要为基质镜质体和均质镜质体。半镜质组含量介于1-6%之间，平均在2.5%左右，多为无结构的团块状，棉絮状。丝质组含量介于5-30%，平均在15%左右，多为半丝质体、粗粒体、碎屑体。无机组分含量除11号煤层平均在20%左右外，其余煤层均在10%左右，主要以粘土为主，呈分散状和充填状，可见少量的黄铁矿和次生方解石（多在9+10号煤层见到）

　　各煤层镜煤最大反射率一般在1.50-1.60%间，属第Ⅳ变质阶段，相当于焦煤。

　　2、煤的化学性质、工艺性能及煤类

　　⑴2号煤层

　　水分（Mad）：原煤0.40-0.64%，平均0.53%，浮煤0.28-0.54%，平均0.47%。

　　灰分（Ad）：原煤17.97-27.64%，平均21.98%，浮煤6.75-8.45%，平均7.55%。

　　挥发分（Vdaf）：原煤24.63-25.69%，平均25.06%。浮煤19.28-24.20%，平均22.68%

　　全硫（St,d）：原煤0.50-0.64%，平均0.54%，浮煤0.46-0.52%，平均0.49%。

　　发热量（Qnet,v,ad）：平均25.030MJ/kg

　　粘结指数（GR.I）：浮煤68-92，平均85。

　　胶质层最大厚度（Y）：浮煤9.0-20.0mm，平均16.5mm。

　　根据煤炭质量分级GB/T15224.1.2（炼焦用煤分级）和中国煤炭分类国家标准GB5751-86，该煤层属低灰、低硫、强粘结-特强粘结的焦煤。

　　⑵3号煤层

　　水分（Mad）：原煤0.56-0.60%，平均0.58%，浮煤0.44-0.62%，平均0.54%。

　　灰分（Ad）：原煤15.89-29.57%，平均24.47%，浮煤8.43-8.86%，平均8.71%。

　　挥发分（Vdaf）：原煤24.95-26.60%，平均25.83%，浮煤23.21-24.40%，平均23.98%。

　　全硫（St,d）：原煤1.06-2.19%，平均1.50%，浮煤0.76-1.04%，平均0.87%。

　　发热量（Qnet,v,ad）：平均23.612MJ/kg。

　　粘结指数（GR.I）：浮煤在90-94，平均93。

　　胶质层最大厚度（Y）：浮煤20.0-23.0mm，平均21.2mm。

　　根据煤炭质量分级GB/T15224.1.2（炼焦用煤分级）和中国煤炭分类国家标准GB5751-86，该煤层属低灰、中低硫-中硫、特强粘结的焦煤。

　　⑶6号煤层

　　水分（Mad）：原煤0.34-0.57%，平均0.48%，浮煤0.30-0.56%，平均0.44%。

　　灰分（Ad）：原煤16.60-38.71%，平均31.44%，浮煤6.87-12.86%，平均9.54%。

　　挥发分（Vdaf）：原煤24.59-30.31%，平均26.91%。浮煤21.60-26.72%，平均23.82%

　　全硫（St,d）：原煤1.78-3.80，平均2.47%，浮煤0.75-1.13%，平均0.94%。

　　发热量（Qnet,v,ad）：原煤20.757-28.354MJ/kg，平均23.517MJ/kg。

　　粘结指数（GR.I）：浮煤在87-95，平均91。

　　胶质层最大厚度（Y）：浮煤15.0-23.5mm，平均19.6mm。

　　根据煤炭质量分级GB/T15224.1.2.3（炼焦用煤分级）和中国煤炭分类国家标准GB5751-86，该煤层属低灰-高灰、中低硫-中硫、特强粘结的焦煤。

　　⑷9号煤层

　　水分（Mad）：原煤0.46-0.82%，平均0.61%，浮煤0.23-0.66%，平均0.47%。

　　灰分（Ad）：原煤11.67-18.38%，平均15.45%，浮煤5.29-8.04%，平均7.14%。

　　挥发分（Vdaf）：原煤21.38-23.94%，平均22.66%。浮煤20.65-22.49%，平均21.69%

　　全硫（St,d）：原煤2.16-2.79%，平均2.77%，浮煤1.27-2.39%，平均1.74%。

　　发热量（Qnet,v,ad）：原煤27.504-29.936MJ/kg，平均28.808MJ/kg。

　　粘结指数（GR.I）：浮煤72-90，平均85。

　　胶质层最大厚度（Y）：浮煤9.0-20.0mm，平均15.5mm。

　　根据煤炭质量分级GB/T15224.1.2.3（炼焦用煤分级）和中国煤炭分类国家标准GB5751-86，该煤层属特低灰-低灰、中高硫-高硫、强粘结-特强粘结的焦煤。

　　⑸10号煤层

　　水分（Mad）：原煤0.42-0.81%，平均0.54%，浮煤0.14-0.56%，平均0.42%。

　　灰分（Ad）：原煤13.13-20.08%，平均17.11%，浮煤6.17-9.81%，平均8.13%。

　　挥发分（Vdaf）：原煤21.61-23.32%，平均22.43%，浮煤20.22-21.39%，平均20.84%。

　　全硫（St,d）：原煤1.13-2.84%，平均1.83%，浮煤0.86-2.14%，平均1.31%。

　　发热量（Qnet,v,ad）：原煤27.351-29.573MJ/kg，平均28.55MJ/kg。

　　粘结指数（GR.I）：浮煤在79-88，平均83。

　　胶质层最大厚度（Y）：浮煤11.5-15.0mm，平均13.1mm。

　　根据煤炭质量分级GB/T15224.1.2.3（炼焦用煤分级）和中国煤炭分类国家标准GB5751-86，该煤层属低灰-中灰、中低硫-高硫、强粘结-特强粘结的焦煤。

　　⑹11号煤层

　　水分（Mad）：原煤0.48-0.82%，平均0.62%，浮煤0.40-0.76%，平均0.54%。

　　灰分（Ad）：原煤21.47-28.49%，平均25.22%，浮煤7.46-9.42%，平均8.08%。

　　挥发分（Vdaf）：原煤22.74-24.90%，平均23.43%，浮煤19.94-21.24%，平均20.32%。

　　全硫（St,d）：原煤0.56-2.00%，平均1.28%，浮煤0.66-0.93%，平均0.84%。

　　发热量（Qnet,v,ad）：原煤23.245-24.548MJ/kg，平均23.934MJ/kg。

　　粘结指数（GR.I）：浮煤在72-82，平均77。

　　胶质层最大厚度（Y）：浮煤12.0-13.5mm，平均12.4mm。

　　根据煤炭质量分级GB/T15224.1.2.3（炼焦用煤分级）和中国煤炭分类国家标准GB5751-86，该煤层属低灰-中灰、低硫-中低硫、强粘结的焦煤。

　　3、煤的可选性

　　煤的可选性评价采用±0.1含量法评定（GB/16417-1996）：

　　假定精煤灰分为10%时，理论精煤回收率为81.00%，可评为“优等”，理论分选比重为1.81，±0.1含量为1.30%，则可选性等级属“易选”。

　　4、煤质及工业用途评价

　　按现行中国煤炭分类标准（GB5751-86）划分本井田各可采煤层煤类及煤质特征如下：

　　2号煤层属低灰、低硫、强粘结-特强粘结的焦煤。

　　3号煤层属低灰、中低硫-中硫、特强粘结的焦煤

　　6号煤层属低灰-高灰、中低硫-中硫、特强粘结的焦煤。

　　9号煤层属特低灰-低灰、中硫-高硫、强粘结-特强粘结的焦煤。

　　10号煤层属低灰-中灰、中低硫-高硫、强粘结-特强粘结的焦煤。

　　11号煤层属低灰-中灰、低硫-中低硫、强粘结的焦煤。

　　井田内各可采煤层均为焦煤，洗选后，如果灰分和硫分达工业要求，可直接作炼焦用煤；洗选后，如果灰分和硫分超过工业指标，降灰脱硫后可作炼焦用煤。

　　从以上煤质化验指标及煤的工艺性能和浮煤回收率来看，本井田各可采煤层经洗选后均可作为炼焦用煤，中煤及尾煤可作为燃料用于发电、民用等。

　　四、其他开采技术条件

　　1、煤层顶底板岩石工程地质特征

　　⑴2号煤层

　　顶板多为粉砂岩或泥岩，粉砂岩可占到60%左右,厚度一般在1.70-3.20m，岩性以灰黑色、深灰色为主，裂隙不甚发育，浅部地带具有风化裂隙，据煤矿调查，顶板为泥岩时，组成了不稳定的顶板、粉砂岩时可达到中等稳定的顶板。底板多为泥岩或粉砂岩，泥岩可占到60-70%，厚度在2.20-3.50m,无底鼓现象,一般可组成稳定的底板。

　　⑵3号煤层

　　顶板多为细粒砂岩，厚度1.30-2.20m,厚层状,成分以石英为主,次为长石,一般可组成稳定的顶板；底板多为粉砂岩，占70%，次为细砂岩，组成了稳定的底板。

　　表2-1-3新超煤业钻孔岩石顶底板力学特性强度单位：Mpa

　　⑶6号煤层

　　顶板多为粉砂岩、泥岩，粉砂岩可占70-80%，极少量的细粒砂岩、粉砂岩厚度2.30-5.50m,泥岩厚度1.80-2.50m，裂隙不甚发育，一般组成了不稳定的顶板。底板为泥岩，厚度1.20-2.00m,无裂隙,组成了不稳定的底板。

　　⑷9+10号煤层

　　顶板为石灰岩，厚度2.50-10.00m,厚层状,质坚硬，性脆，浅部地带具有裂隙，组成了稳定性的顶板。底板多为泥岩、粉砂岩，泥岩占到55%，厚度11.0-2.50m，组成了较稳定的底板。

　　⑸11号煤层

　　顶板为粉砂岩，厚度1.80-3.50m,厚层状,裂隙不甚发育,组成了稳定差—中等的顶板。底板以泥岩为主，厚度2.00-4.70m，裂隙不发育，组成了稳定性的底板。

　　井田内没有有采取过顶底板岩石力学测试，本设计各煤层顶底板岩石力学特征以井田东南新超煤业钻孔岩石顶底板力学测试为参考。见表2-1-3。

　　2、瓦斯、煤尘、煤的自燃性及地温

　　1）瓦斯

　　井田内铁水沟煤矿，据山西省煤管局晋煤安发[2006]39号文，瓦斯等级鉴定2号煤层2005年瓦斯绝对涌出量为0.34m3/min，相对涌出量为6.99m3/t，县初审等级低，上年度2004年瓦斯涌出量为0.17m3/min,相对瓦斯涌出量为3.18m3/t，鉴定等级为低瓦斯矿井，2005年瓦斯批复等级为高瓦斯矿井,备注为上年度高，分析原因早年曾出现过高瓦斯，根据2004、2005年度的鉴定应为低瓦斯矿井。

　　井田内大栅煤矿，据山西省煤营向晋煤安发[2006]39号文，2号煤层瓦斯等级鉴定2005年度绝对涌出量0.29m3/min,相对涌出量4.91m3/min，市审查等级低，2004年度绝对涌出量0.39m3/min,相对涌出量3.7m3/min，鉴定等级低瓦斯矿井，2005年批复高管瓦斯矿井。

　　井田邻近财源煤矿，据长煤局安发[2007]717号文，开采9+10号煤层，井下瓦斯绝对涌出量为0.73m3/min,瓦斯相对涌出量为3.50m3/t，CO2绝对涌出量为0.88m3/min,CO2相对涌出量为4.20m3/t，属低瓦斯矿井,批复等级为低瓦斯矿井。

　　2010年7月，河南理工大学编制了《山西金晖隆泰煤业有限公司矿井瓦斯涌出量预测研究报告》，根据该报告，矿井联合开采6号、9号煤层的矿井瓦斯涌出量进行了预测，预测结果为：金晖隆泰煤业有限公司在开采6号、9号煤层时，最大瓦斯相对用涌出量为4.12m3/t。矿井属于低瓦斯矿井。2010年8月11日，山西省煤炭工业厅以晋煤瓦发【2010】784号文《关于山西金晖隆泰煤业有限公司矿井瓦斯涌出量预测的批复》对该报告进行了批复。

　　按照《煤矿安全规程》第133条的规定，可以看出隆泰煤业有限公司6号、9号煤层联合开采时，矿井属低瓦斯矿井。

　　所以本次设计暂按低瓦斯矿井进行设计，在揭露煤层后，立即进行瓦斯参数测定工作，重新确定矿井瓦斯等级，进一步完善通风设计，以确保矿井安全生产。

　　2）煤尘爆炸性及煤的自燃性

　　井田内铁水沟煤矿2004年2号煤层煤尘爆炸性鉴定结果：火焰长度380mm，最大岩粉用量75%，2号煤层有爆炸性危险。吸氧量为0.6744cm3/g，自燃等级为Ⅱ，倾向性为自燃。井上原煤4—6个月发生自燃。

　　井田内大栅煤矿2004年山西省煤炭工业局综合测试中心对2号煤层煤尘爆炸鉴定结果：火焰长度大于400mm，加岩粉量为80％，2号煤层煤尘有爆炸危险性。吸氧量为0.7659cm3/g，自燃等级为Ⅰ类，即属容易自燃煤层。自燃发火期为90天。

　　邻近矿井新超煤业，2008年9月17日，在掘进工作面采取3号煤层样，由国家煤及煤化工产品质量监督检验中心检验结果，煤尘火焰长度为50mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉、煤尘用量为30%，3号煤层有爆炸危险性。煤的吸氧量为0.36cm3/g，自燃倾向性等级为Ⅲ类，属不易自燃，

　　邻近矿井西坡煤业，2008年9月由山西省煤炭工业局综合测试中心对6号煤煤样鉴定结果：煤尘火焰长度为60mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉、煤尘用量为55%，具有爆炸危险性，煤的吸氧量为0.8608cm3/g，自燃倾向性等级为Ⅰ类，属容易自燃煤层。

　　邻近矿井新超煤业，2008年9月17日，在掘进工作面采取9+10号煤层样，由国家煤及煤化工产品质量监督检验中心检验结果，煤尘火焰长度为40mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉、煤尘用量为30%，有爆炸危险性。煤的吸氧量为0.7309cm3/g，自燃倾向性等级为Ⅰ类，属容易自燃，

　　表2-1-4煤尘爆炸性及煤层自燃倾向性鉴定结果

　　邻近矿井甲义晟煤业，2009年7月15日，JYS-5号钻孔采取9、10、11号煤层样，由国家煤及煤化工产品质量监督检验中心检验结果，煤尘火焰长度为50mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉、煤尘用量为25%，有爆炸危险性。煤的吸氧量为分别为0.76cm3/g、0.72cm3/g，自燃倾向性等级均为Ⅰ类，属容易自燃煤层，详见表2-1-4。

　　煤尘爆炸性及煤层自燃倾向性鉴定结果

　　3）地温地压

　　根据沁源详查地质报告，百米以下地温梯度递增范围在0-3.1℃。基本均值范围在0.1-1.49℃，无异常变化，为地温常温区。整合前各矿在生产过程中均未出现地温异常现象，只要矿井通风良好，一般不会发生热害。

　　五、水文地质条件

　　（一）区域水文地质

　　井田属黄河流域汾河水系，东南侧为龙凤河，龙凤河发源于井田东约11km的西沟村为季节性河流，雨季出现洪水流。短时减为溪流，水流由东向西流于古寨与南流的王涛河向西流入介休境内入汾河，汾河南流折西于河津入黄河。

　　按照《中国北方主要煤矿区水文地质图集》的划分，本区属于霍山岩溶水系统，构成独立的水文地质单元，这是奥陶系构造岩溶水的运动特征。霍山背斜以南北走向耸立于矿区西侧，背斜轴部出露地层为元古界及下古生界地层，两翼出露大面积碳酸盐岩地层，成为地下水的补给区，出露面积约1420km2，背斜西翼受霍山大断裂和太谷大断裂的切割。地下水向南北径流，构成南北两个水文地质单元。北单元为介休洪山泉域，泉水从第四系砂砾石中溢出，流量1.4－2.3m3/s，水温14℃，水化学类型为重碳酸盐硫酸盐型，矿化度0.48g/L；南单元洪洞广胜泉，位于洪洞县城东北15km，霍山背斜的南端与霍山断裂的交汇处，泉口标高581.60m，流量4.53m3/s，水温14℃，水化学类型重碳酸盐硫酸盐型，矿化度0.31－0.56g/L；二者水化学类型和矿化度基本近似。本区属于洪山泉域，位于泉域中北部地带。

　　区域含水层

　　1、第四系冲积洪积含水层：多分布于较好，为村镇工农业用水的重要水源之一。

　　2、二叠系砂岩裂隙含水层：区域内广泛出露，多见有小泉水出露，具有一定含水性，但一般富水性较弱。

　　3、上石炭统石灰岩溶裂隙含水层组：主要为太原组三层石灰岩含水层，其含水性随埋藏深度和所处构造位置不同而变化，为区域主要含水层之一。

　　4、奥陶系石灰岩溶裂隙含水层：区域西部广泛出露且为地下水补给区，本含水层含水丰富，水质好，为区域主要含水层。

　　区域隔水层

　　隔水层有本溪组铝土质泥岩或铝土岩，2号煤层底板至K2灰岩之间的粉砂岩、泥岩等；山西组顶界以上泥岩、粉砂岩等组成。

　　（二）矿井水文地质条件

　　本井田地表水属黄河流域汾河水系的龙凤河流，井田内仅为冲沟，平时为溪流。，沟谷内在雨季遇暴雨时，有短时聚集，井口附近洪水位标高在1426m左右，井口标高最低为1436m。因此，洪水位对井口及工业广场影响不大。所以对煤层的开采影响不大或基本无影响。

　　1、含水层

　　井田内及周围的含水层自上而下有：

　　⑴第四系砂砾岩层孔隙含水层

　　分布在山涧河谷地带，岩性为黄白色砂质粘土、砂砾层组成，厚度变化大，含水性好，厚度大时可成为中等富水性的含水层。

　　⑵上石盒子组底部K10砂岩裂隙含水层

　　砂岩含水层较稳定，一般厚4.00m左右，岩性为黄绿色，中粒石英长石砂岩，埋藏浅时，风化裂隙发育，富水性与蓄水构造有关，一般在地形切割地带以泉水形式排泄，因此，该层属弱富水性裂隙含水层。

　　⑶下石盒子组（K8）砂岩裂隙含水层

　　砂岩含水层位于1号、2号煤以上，为煤层直接充水含水层，裂隙稍发育至较发育，富水性与蓄水构造及风化裂隙有关，一般则为含水性较弱的含水层。钻孔抽水试验单位涌水量只有0.0016L/s·m，水位标高1288.50m，含水性微弱，因此，含水层为弱富水性裂隙含水层。

　　⑷山西组底部（K7）砂岩裂隙含水层

　　砂岩含水层为1号、2号煤层底板直接充水含水层，裂隙不发育或稍发育，钻孔钻进消耗量一般在0.2m3/h以下，含水性微弱，因此，该层属弱富水性裂隙含水层。

　　⑸太原组（K4、K3、K2）石灰岩岩溶含水层

　　K4、K3石灰岩，厚度变化大，裂隙不甚发育，含水性弱，K2、K2上石灰岩含水层为下组9+10+11号煤层直接充水含水层，一般厚7.00m左右，浅部地带裂隙发育，钻孔钻进消耗量出现15.00m3/h的全漏，表明具有一定的富水性，深部地带含水性减弱，南部2010号孔，钻孔抽水试验单位涌水量0.009L/s·m，铁4号孔本组抽水试验，单位涌水量为0.0092L/s·m，渗透系数为0.053m/d，水位标高为1387.13m。因此，弱富水性裂隙含水层。

　　⑹奥灰石灰岩岩溶含水层

　　奥灰是煤系地层下伏的主要含水层，西部浅部岩溶发育，富水性强，向东随埋藏增加，岩溶发育减弱，含水性减弱。上段厚58.62m岩性为致密块状质纯石灰岩，裂隙较发育，局部具角砾状，下段厚103.56m岩性为泥质灰岩或角砾状泥质灰岩，间具脉状、网格状、薄层状石膏，为相对隔水层。南约5km的2010号孔峰峰组单位涌水量只有0.0036L/s·m，水位标高1130.09m，为弱富水性裂隙含水层，井田东侧新超供水井，马家沟岩溶水为1034m，出水量32m3/h，因此，该层为含水弱—中等富水性溶隙含水层。

　　2、隔水层

　　⑴中石炭统本溪组，主要隔水岩层为铝质泥岩，一般厚度26.75m左右，系一较好的隔水层。

　　⑵上石炭统及下二叠统，主要由具有可塑性泥岩，砂质泥岩组成，各层砂岩间及灰岩间均有泥岩分布，一般厚2.00m至数米不等，可起到良好的层间隔水作用。

　　3、地下水补、径、排条件

　　煤矿区内含水层地下水补给以大气降水补给为主，局部接受雨季冲沟洪水补给，补给有限，砂岩及太原组石灰岩受周围地形切割强烈条件的影响，决定了地下水径流距离短，并以浅部地带为主，受地形切割以泉的形式予以排泄，奥灰岩溶水主要受上部含水层在断层地带侧向补给，向北径流，在介休洪山予以排泄。

　　（三）矿井充水因素

　　1.地表水对矿井开采的充水影响

　　井田东邻龙风河上游，为季节性河流，低于西部开采煤层，对矿井开采不会产生影响，井田内无河流，仅为冲沟，雨季可出现洪水流，但短时减少为溪流或枯竭，由于有隔水岩层的存在，一般对矿井开采影响不大，但在上覆变薄河谷地带，由于开采塌陷裂隙的出现，使得矿井涌水量在雨季增大，应加以防范。

　　2.地质构造对矿井开采的充水影响

　　井田为倾向北东，并伴随着与倾向一致的宽缓褶曲的单斜构造，断层较发育，且落差较优大，是承受大气降水渗漏补给地下水的良好环境，但井田地形切割除强烈，有利于地表水和地下水排泄的排泄，使得各含水层均以弱富水性为主，但构造破碎带可基岩风化裂隙水或采空区积水进入巷道，对矿井开采产生一定的影响或事故，应引起矿方的重视，加以防范。

　　2号煤层开采形成的导水裂隙带约根据“三下”采煤开采规程公式

　　，目前采空区上覆盖层均较厚，地表水流对其影响不大，可能在局部冲沟地带，覆盖层变薄，最薄处小于23m，地表水流将可能通过导水裂隙入渗巷道，再者随着覆盖层变薄，导水裂隙带可与基岩风化带裂隙水发生水力联系，使得矿井涌水量增大，因此，矿方要加强观测，做好防范措施。

　　9、10、11号煤层开采形成的导水裂隙带约根据“三下”采煤开采规程公式

　　，目前尚未开采。由于9号煤层距2号煤层的采空区约100m左右，一般不会使得采空区积水通过导水裂隙带进入巷道，但可以通过断裂构造叠加的情况下，使得采空区积水进入巷道或采空区，因此，在开采9+10号煤层一定要引起矿方的注意。

　　3.含水层对矿井开采的充水影响

　　井田内砂岩含水层，均以弱富水性为主，总体对矿井开采影响不大，局部富水性有所增加，只要加强水文地质工作，注意防范，就可避免事故的发生。

　　太原组石灰岩含水层富水性可达中等，由于石灰岩含水层具有不均一性，使得含水层的富水性发生变化，钻进过程中出现了12.00m3/h的全漏，可以说明裂隙发育，富水性明显增加，因此，应在开采过程中加强水文地质工作，防止事故的发生。

　　奥灰岩溶水是井田的主要含水层，主要发育在上、下马家沟组，富水性达中等以上，水位1030m左右，低于井田11号煤层的最低标高1090m，因此，井田内不存在奥灰岩溶水带压开采。

　　4.采空区积水对矿井开采的充水影响

　　井田内开采2、3号煤层，充水水源主要为顶板砂岩裂隙水，由于地层总体向东倾斜，西部埋藏较浅，并出现2、3号煤层露头，这样顶板砂岩裂隙水与基岩风化带裂隙水发生水力联系，顶板裂隙水相对较大，随着埋深的增加，顶板裂隙水将减弱，矿井涌水量明显显示这一特点，虎限煤矿和铁水煤矿开采2号煤层时相对埋藏浅，基岩风化带裂隙水与顶板砂岩裂隙水发生靠近水力联系，矿井涌水量偏大，涌水量在100-160m3/d，而相对靠近东部的铁水煤矿和大栅煤矿开采时矿井涌水量在40-90m3/d，矿井在生产过程中均能将矿井水排至地面，矿井关闭后，逐渐形成了采空区积水。

　　（1）先期开采地段采空区积水

　　矿井周围各矿与本矿无越界开采现象，先期开采地段为铁水沟煤矿和原红莲煤矿分别开采过2、3号煤层，原铁水沟煤矿位于先期开采的地段的西南部，只开采过2号煤层，原红莲煤矿位于先期开采的地段的东北部，分别开采过2、3号煤层，据采空区所处地质条件和井巷相对位置，对各开采煤层采空区积水进行了预测计算，其预测结果详见表：

　　采空区积水计算采用公式：

　　式中：Q——采空区积水量（m3）

　　S——采空区投影面积（m2）

　　α——煤层倾角

　　M——煤层平均厚度（m）

　　K——充水系数（0.1）

　　表2-1-53号煤层采空区积水量汇总表

　　经计算井田内先期开采地段2号煤层采空区积水量约35100m3,3号煤层采空区及水量约19000m3,因此矿方在开采过程中应引起高度重视，采取防范措施，防止事故发生。

　　井田先期开采地段周边无生产矿井及采空区积水。

　　（2）井田南部地段采空区积水

　　井田南部有原虎限煤矿，位于井田的西南角浅埋藏地带开采过2号煤层，积水量约4300m3，原大栅煤矿位于井田东南部，只开采过2号煤层，积水量约5100m3，其南部旧井田采空区积水约4900m3。随着时间的推移，采空区积水还将增加，矿方在开采过程中一定要加强水文地质工作，加强探放水工作，防止事故发生。

　　（3）周边矿井采空区积水

　　周边矿井主要是东南为古寨村煤矿，开采2号煤层，且采空区范围大，存大量积水，与本矿界井无越界开采，且远离先期开采地段，相距2km以上，在将来的开采过程中一定要防止其采空区积水对本井田开采的影响。

　　（四）矿井水文地质类型（先期开采地段）

　　综上所述，上组煤层K8砂岩为顶板直接充水含水层，弱富水性。由于存在采空区积水，因此，矿井水文地质中等类型；下组（9、10、11）煤层K2石灰岩为顶板直接充水含水层，弱富水性。由于存在上组煤层采空区积水，不存在带压开采，因此，矿井水文地质条件为中等类型。

　　（五）矿井涌水量预算

　　根据矿井开拓面积，开采2号煤层主要充水水源为顶板K8砂岩裂隙水，根据生产矿井及邻近生产矿井调查，矿井涌水以顶板淋水为主，并在局部以裂隙缝出水，矿井经过排水渠流到水仓，排水量测量方法以泵量乘以排水时间得，矿井涌水量的变化规律是水量的增大；与降雨量有关系的是浅埋藏地带，由于风化裂隙以及开采塌陷裂隙，使得矿井涌水量在雨季有所增大。矿井正常涌水量145m3/d，最大涌水量235m3/d。因此，根据矿井规划先期开采地段面积先期开采地段约2.6km2，斜井开拓，开采2、3、6、9+10、11号煤层，预算先期开采地段井下各煤层涌水量可获得如下结果：

　　1.预算方法及参数

　　拟采用常规的水文地质比拟法，为采空面积富水系数法，上组用本井田矿井资料，下组邻近财源煤矿资料。

　　Q0-生产矿井涌出的总水量m3/d

　　Q-设计矿井涌水量m3/d

　　P0-生产矿井开采量t/d（2号煤原红莲矿9万t/a，原铁水沟矿15万t/a，9+10煤原财源矿9万t/a）

　　P-设计矿井开采量2500t/a

　　生产矿井涌水量Q0

　　2号煤层：正常涌水量145m3/d最大涌水量235m3/d

　　9+10号煤层：正常涌水量95m3/d最大涌水量155m3/d

　　2.计算公式和预测结果

　　2号煤层：

　　Q正常=KP×P=0.22×2500=550m3/d

　　Q最大=KP×P=0.35×2500=882m3/d

　　9+10号煤层：

　　Q正常=KP×P=0.38×2500=950m3/d

　　Q最大=KP×P=0.62×2500=1550m3/d

　　3、矿井900kt/a生产能力时涌水量(同时开采6、9+10号煤层)：

　　Q正常=KP×P=0.38×2500+0.22×500=1060m3/d=44.2m3/h。

　　Q最大=KP×P=0.62×2500+0.35×500=1725m3/d=71.9m3/h。

　　考虑黄泥灌浆后涌水量增加，设计取矿井正常涌水量45m3/h，矿井最大涌水量72m3/h，其中9+10号煤层正常涌水量40m3/h，最大涌水量取65m3/h，6号煤层正常涌水量取5m3/h，最大涌水量取7m3/h。

　　六、对井田勘探程度的评述

　　2010年3月山西省煤炭地质114勘查院编制提交了《山西金晖隆泰煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告》，2010年7月28日，山西省煤炭工业厅以晋煤规发【2010】722号文《关于山西金晖隆泰煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告的批复》对该地质报告进行了批复。

　　1、本次地质报告编制主要依据沁源详查地质报告的资料，经野外调查及检查，地形地质图工作方法正确，地层划分合理，地质界线清晰，基本地质观点正确，点密度符合《地质填图规程》的要求，此次编图还收集了生产矿井及以往勘查成果，质量可靠。地质报告基本符合《煤、泥炭地质勘查规范》及山西省煤矿企业兼并重组整合矿井建设有关文件的要求，可作为本次兼并重组整合先期开采地段的设计依据。

　　2、详细查明了先期开采地段总体构造为向北倾伏宽缓向斜构造。区内断层较发育，并发现陷落柱。井田构造属中等类。

　　3、详细研究了含煤地层特征，详细查明了先期开采地段山西组及太原组可采煤层的层数、层位、厚度和结构及可采情况，主要稳定可采煤层为6、9、10、11号煤层。2、3号为局部可采煤层，目前2、3号煤层已有不同程度的开采。

　　4、对煤矿和钻孔所见可采煤层的成果及煤质测试结果进行了分析和合理的利用。通过认真分析、研究，基本阐明了主要可采煤层的煤质特征，确定了煤类，化学组成、工艺性能，并评价了工业利用方向。

　　5、查明了井田的水文地质特征，评价水文地质条件为中等类型，预计了各煤层的矿井涌水量。

　　6、先期开采的地段的矿井涌水量。阐述了井田内工程地质岩组划分特征，煤层顶底板岩性及力学性质，评价了工程地质条件复杂程度。

　　7、查明了老窑、采空区的范围面积及其积水、积气、火区情况。

　　8、叙述瓦斯、煤尘、煤的自燃、地温基本情况，并对整合后矿井的环境地质预测进行了评价。

　　9、对批准开采的各煤层进行了资源储量估算，井田内共获得保有储量5710万t,其中探明的经济基础储量（111b）为1252万t，控制的经济基础储量（122b）为457万t，推断的资源量(333)为4001万t。其中探明的经济基础储量（111b）占总量的19%。111b+122b占总量的30%。

　　10、按照矿井设计提供的先期开采地段，面积为2.4773km2，对先期开采地段内先期开采的2、3、6、9、10、11号煤层进行了资源/储量估算，共获得保有储量2263万t，其中探明的经济基础储量（111b）为1241万t，占总量的55%，111b+122b为1627万t，占总量的74%。

　　七、存在问题及建议

　　地质报告能够满足先期开采地段设计的要求，但报告中还有一些问题需要进行补充完善和在开采过程中进一步探明。

　　1、构造控制程度不够。建议抓紧对矿井进行补充勘探，进一步查明井田内断层、褶曲、陷落柱等地质构造，为矿井今后生产提供可靠的地质资料；

　　2、断层、先落柱构造导水性分析不够，建议矿井在今后生产过程中，进一步加强矿井水文地质工作，采取必要的手段，查清各种构造的导水性，确保矿井安全生产；

　　3、井田范围内新施工的6个钻孔在煤系地层内均用1:1:0.8（水泥:砂:水）水泥砂浆进行封闭，非煤系地层用黄土进行充填，但未进行启封检查，封孔质量不详，矿井生产过程中应予以重视，必要时必须进行启封检查；

　　4、该矿井井田范围内6号、9号煤层缺乏本井田足够的瓦斯含量实测数据，建议矿井揭露煤层后，立即对其进行取样，并报送有国家鉴定资质的单位进行化验和分析，确定各煤层瓦斯含量，为预计矿井瓦斯涌出量和安全生产提供可靠依据。

　　5、地质报告对周边矿井采空区积水情况调查分析不够，对6号煤层涌水量未做预测，建议加强矿井水文地质工作。

　　6、井田内各煤层顶底板未做岩石力学测试，建议补做先期开采地段各煤层顶底板有关测试工作。

　　7、建议加快后期开采区域的地质精查工作，为全井田开拓布置提供可靠依据。

　　第二节外部条件

　　一、外运条件分析

　　本井田东至王和镇约5km，通过场外道路即与汾-屯公路接运。汾-屯公路全程为沥青质路面，沿其向北约32km，即到达平遥县城，与南同蒲铁路及大运公路接运。因此，本井田煤炭外运条件较好，交通较为便利。

　　该煤矿设计生产能力为900kt/a，属中型矿井，所生产煤炭主要采用公路运输方式。

　　据实地调查和现场踏勘，本矿外运各公路均可运行大吨位的载重汽车，经排列计算，现有公路能够满足矿井整合后生产能力900kt/a时的煤炭外运要求，煤炭外运条件良好。

　　二、水源情况

　　本区域水资源相对比较丰富，根据地质报告和周边几个矿井供水水源，确定矿井生产生活用水可采取开采第四系孔隙水和奥陶系中统上马家沟组灰岩岩溶水。此外，矿井水经处理后，可作为矿井生产用水的补充水源，用于井下消防及洒水等。

　　三、电源情况

　　山西省电力公司沁源支公司拟在王和镇古寨村建设110kV变电站，设计装设2台40000kVA变压器，古寨110kV变电站位于矿井工业场地东南约6km处，建成后为山西金晖隆泰煤业有限公司提供35kV专用电源。

　　山西金晖隆泰煤业有限公司矿井供电采用两回35kV专用电源线路供电，两回LGJ-120线路分别引自距矿井工业场地东南约6km处的古寨110kV变电站35kV不同母线段。矿井有两回路电源线路，当任一回路发生故障停止供电时，另一回路能担负矿井全部负荷。矿井的两回路电源线上都不得分接任何负荷，确保矿井供电安全可靠。

　　四、市场分析

　　该矿井开采2、3、6、9、10、11号煤层，均为焦煤。焦煤是国内比较紧缺的资源，目前市场供不应求。山西省煤焦炭年产量在7000万t左右，尤其是介休、孝义、清徐等焦炭集中生产地的炼焦用煤供求矛盾比较突出，再加上各级焦厂在国际上有固定的用户，焦炭市场供不应求，故焦煤供不应求的矛盾在相当一段时期内难以消除。为此本矿井煤炭主要是用来满足当地焦化厂炼焦用煤需要。

　　五、矿区内工农业生产及建筑材料等情况

　　本矿井位于山西省沁源县，为侵蚀较弱的中-低山区。井田内仅有坡底村，区内多为山区荒地，树木极少，以杂草丛生为主，局部地带为灌木丛。耕地分布在沟谷边缘，受干旱影响，农作物产量较低，矿区主要的农作物为玉米。区内未有其它工矿企业。

　　矿井所需钢材、木材、水泥、各种设备市场上能够满足建设需求；砖、石、砂及石灰等本地可满足需求；当地劳动力较充足；各级政府大力支持该矿建设，因此矿井建设各种外部条件都比较好。

　　第三节兼并重组整合条件综合评述

　　山西金晖隆泰煤业有限公司井田总体构造形态为一向北东倾伏的宽缓向斜构造，地层倾角5—15°。在北部原万峰铁水井田发育两条正断层，落差均在100m以上。组成地垒构造，中部发育王和南断层，落差在40-200m，向南为阶梯式下降，井田构造属于中等类。全区可采煤层为2、3、6、9、10、11号煤层，均为焦煤，先期开采地段水文地质条件总体属中等类型；为低瓦斯矿井；煤尘有爆炸性，为易燃煤层；煤层现资源/储量为5710kt。

　　本次初步设计开采的6、9号煤层赋存稳定。开采技术条件尚可。

　　山西金晖隆泰煤业有限公司交通条件满足煤炭外运要求；各级政府和当群众大力支持该矿建设，外部协作条件好，因此，山西金晖隆泰煤业有限公司井田具备建设生产能力900kt/a矿井的条件。

　　第三章井田开拓

　　第一节井田境界及储量

　　一、井田境界

　　2009年12月30日山西省国土资源厅为山西金晖隆泰煤业有限公司颁发了采矿许可证。证号为C1400002009121220050900。井田由以下13个拐点坐标连线圈定：

　　表3-1-1井田范围拐点坐标统计表

　　井田东西宽2.215km，南北长4.675km，面积7.6663km2。批准开采1#-11#煤层，开采深度1500-1270m。

　　二、矿井资源/储量

　　1、矿井地质资源量

　　1）资源/储量估算范围及工业指标

　　金晖隆泰煤业有限公司，面积由2.2556km2（万峰铁水）+2.8382km2+0.4849km2（中兴煤业）+2.3123km2（新增）。整合后批准开采煤层为2号、3号、6号、9号、10号、11号六层煤层。因此只对批准开采的可采煤层进行资源/储量估算。同时对先期开采地段进行的估算，各煤层估算范围由矿区边界，采空区边界、风氧化煤层露头线共同圈定。

　　整合区内2、3、6、9、10、11号煤层均为焦煤。根据中华人民共和国国土资源部2002年12月发布实施的《煤、泥炭地质勘查规范》，煤层的最低可采厚度为0.70m,最高灰分40％,最高硫分3%,本井田批采煤层均符合工来指标的要求，以此来估算煤层的资源/储量。

　　2）计算方法及有关参数的确定：

　　计算公式：Q＝s×m×d/10

　　Q－－资源/储量单位:万吨

　　s－－水平投影面积单位:千平方米

　　m－－煤层厚度单位:米

　　d－－视密度单位:吨/立方米

　　依据《煤、泥炭地质勘查规范》（DZ/T0215-2002），煤层倾角小于15°时，可以利用煤层的伪厚度和水平投影面积估算资源/储量。

　　估算面积可采用水平投影面积，直接从计算机上读取。

　　视密度：依据沁源详查勘探钻孔煤芯煤样测试结果，2号煤视密度为1.30t/m3，3、6号煤视密度为1.35t/m3，9+10号煤视密度为1.40t/m3，11号煤视密度为1.45t/m3。

　　煤层厚度：煤层厚度采用井下实测点厚度及临近钻孔中煤层厚度各见煤工程储量估算厚度均为剔除≥0.05m夹矸厚度。

　　块段资源/储量估算厚度采用见煤工程点资源/储量估算厚度平均值。

　　3）储量计算结果

　　经估算，井田内共获得保有储量57100kt其中探明的经济基础储量（111b）为12520kt，控制的经济基础储量（122b）为4570kt，推断的资源量(333)为40010kt。其中探明的经济基础储量（111b）占总量的19%。111b+122b占总量的30%。资源/储量计算汇总表见表3-1-2。

矿井工业资源/储量＝111b+122b+333k
＝12520+4570×0.9
＝53099kt
经计算，工业储量为53099kt，工业储量计算汇总见表3-1-4。
4、矿井设计资源/储量
1）安全煤柱的计算和留设
矿井永久安全煤柱包括：井田境界、断层、陷落柱等。
村庄及其它地面建构筑物的保安煤柱计算，参上覆岩层的移动规律，留出保护等级围护带宽度后，按下列原则留设：
（1）表土移动角：φ＝45°
（2）下山移动角：β＝72°-0.5α（α为煤层倾角）
（3）上山移动角：γ＝72°
（4）走向移动角：δ＝72°
矿井设计资源/储量见表3-1-5.

　　开采保护煤柱包括：井筒、工业场地、主要巷道及采区边界安全煤柱等。

　　主水平大巷两侧煤柱各留设30m，辅助水平大巷两侧煤柱各留设20m。

　　经计算，矿井设计可采储量为33750kt,详见表3-1-6。

　　三、安全煤柱及各种煤柱留设和计算方法

　　井田开采需要留设安全煤柱的主要有矿井工业场地、井筒、断层及陷落柱、井田境界、主要大巷。各种煤柱留设方法按照“设计规范”和“建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程”的有关规定，结合矿井开采中已留设煤柱的现状进行计算留设。

　　计算留设安全煤柱的岩层移动角：表土段45°，基岩段72°。

　　井筒煤柱：一级保护，围护带宽度20m，并结合已开采的留设现状确定。

　　工业场地煤柱：二级保护，围护带宽度15m，并结合已开采留设现状确定。

　　大巷煤柱：

　　9号煤层巷道煤柱

　　S1—巷道保护煤柱的水平宽度，m；

　　H—巷道的最大垂深，200m；

　　M—煤层厚度，0.78m；

　　f—煤的强度系数。

　　巷道煤柱取20m。

　　第二节矿井设计生产能力及服务年限

　　一、矿井工作制度

　　矿井设计年工作日为330d，每天四班作业（其中三班生产，一班准备），每日净提升时间16h。

　　二、矿井设计生产能力的确定

　　当前我国煤炭总体上由前几年的严重供大于求转向供求基本平衡，煤炭销售转旺，市场活跃，局部地区煤炭供应趋紧，且井田内各煤层均属畅销的焦煤。

　　根据2009年12月9日山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室晋煤重组办发【2009】118号文《关于长治市山西汾西正新煤焦有限公司贾郭煤矿等3处煤矿企业兼并重组整合方案的批复》。山西金晖隆泰煤业有限公司由沁源万峰铁水煤矿有限公司和山西晓利煤业有限公司两矿及部分空白资源区整合，重组整合后批准生产能力900kt/a。确定矿井设计生产能力为900kt/a。

　　三、矿井设计服务年限

　　矿井设计服务年限按下式计算：

　　T=Zk/K·A

　　式中：T――矿井设计服务年限a；

　　Zk――矿井设计可采储量，kt；

　　A――矿井设计生产能力，900t/a；

　　K――储量备用系数，取1.4。

　　矿井设计服务年限为：

　　T＝33750/（1.4×900）=26.8a

　　先期开采地段服务年限：

　　T=Zk/K·A

　　Zk――先期开采地段设计可采储量，14750kt；

　　A――设计生产能力，900kt/a

　　K――储量备用系数，取1.4。

　　T=Zk/K·A=14750/（1.4×900）=11.7a

　　第三节井田开拓

　　一、井田开拓现状

　　原沁源万峰铁水煤矿有限公司为本次兼并重组整合主体矿井，2007年8月，兖矿集团邹城华建设计研究院有限公司为该矿编制了《沁源万峰铁水煤矿有限公司资源整合初步设计》，设计能力300kt/a；矿井采用斜井多水平开拓，场地内布置混合斜井和回风斜井两个井筒，混合斜井担负矿井原煤提升、辅助提升及进风任务，回风斜井担负矿井回风任务；设计首采6号煤层，采用高档普采。

　　2007年9月18日，山西省长治市煤炭工业局长煤局规发【2007】596号文《关于沁源万峰铁水煤矿有限公司资源整合初步设计的批复》批准了该初步设计，2008年5月10日，山西省长治市煤炭工业局长煤局规发【2008】208文《关于沁源万峰铁水煤矿有限公司资源整合矿井开工建设的批复》批准该矿开工建设。现在该矿属于手续齐全的在建矿井，目前地面设施已部分形成，混合斜井已施工383m。

　　二、井田内地质构造、煤层及水文等条件对开采的影响

　　1、井田东部煤层倾角达20°，对开拓影响较大。

　　2、坡底北正断层（F3）位于本井田北部，坡底村北，走向北东东，倾向南南东，落差80—300m，倾角65°，由西向东落差逐渐变小。上盘出露上石盒子组地层，下盘出露下石盒子组地层。将井田分为两个开采区域，断层北部为先期开采地段原万峰铁水煤矿有限公司井田范围，断层南部为空白资源区和原山西晓利煤业有限公司井田范围。

　　3、井田内2号、3号、6号煤层为薄煤层，均为局部可采，对开拓影响较大。

　　三、矿井兼并重组整合工业场地位置的选定

　　山西金晖隆泰煤业有限公司由沁源万峰铁水煤矿有限公司和山西晓利煤业有限公司两矿及部分空白资源区整合，沁源万峰铁水煤矿有限公司为整合主体矿井，目前地面设施已部分形成，进场公路已经形成，场地平整大部分已经完成，混合斜井已施工383m。

　　原山西晓利煤业有限公司300kt/a资源整合项目地面及井下工程均未建设，且其工业场地外运条件较差，场地不开阔，难以满足本次兼并重组整合设计的要求。故本次设计仍选用原沁源万峰铁水煤矿有限公司300kt/a资源整合时的工业场地。理由如下:

　　（1）、地面平坦宽阔，便于矿井工业场地布置；

　　（2）、交通方便，运输距离短，运输费用低；

　　（3）、不受山洪及山体滑坡的威胁；

　　（4）、有利于矿井首采区及二采区（F3断层北）的开拓布署，为矿井稳产高产创造条件；

　　（5）、和F3断层共用了保护煤柱，减少了井筒及工业场地煤柱量。

　　四、矿井兼并重组整合井田开拓方式的确定

　　选定的工业场地位于兼并重组后井田中北部F3断层附近，井田由F3断层（H=80m）分为南北两个开采区域，北部区域开采深度为1480-1150m。设计开采范围为F3断层北部先期开采地段。考虑到F3断层北部区域煤层埋藏较南部区域浅，见煤快；结合现有混合斜井（落底于北部区域）已施工383m，井筒断面能满足本次设计的要求。可作为本次设计的主斜井，为后期有利于断层南部的开采，设计在选定的工业场地内新建副立井和回风立井。

　　主斜井利用已施工383m的主斜井，担负提煤、下大件及进风任务兼安全出口，井筒倾角18°，斜长665m，装备800mm宽皮带，铺设单轨，设人行台阶。

　　副立井（新建）担负进风、下料、排矸和人员提升任务兼进风井，井筒倾角为90°，垂深210m，直径为5.0m，净断面19.63m2，装备双罐笼。

　　回风立井（新建），装备梯子间，直径为5.0m，净断面19.63m2；倾角90°，垂深180m，担负先期开采地段回风任务兼作安全出口。

　　由于井田内坡底北断层北部区域达到了勘探程度，南部区域未达到矿井初步设计要求的勘探程度，故本次初步设计的范围为坡底北断层北部区域各煤层，即先期开采地段各煤层。

　　设计就先期开采地段大巷布置及水平连接方式的不同提出以下两个开拓方案：

　　（一）、方案一

　　2号煤至3号煤间距12.20m，3号煤至6号煤间距69.32m，6号煤至9号煤间距34.78m，9号、10号、11号煤层间距3-4m，2、3、6、10号煤层局部可采，9、11号煤层全区域可采。设计主水平（+1240m）联合开采9号、10号、11号煤层，辅助水平（+1300m）开采6号煤层。2、3号煤层为局部可采煤层，后期采用辅助水平（+1310m）回收。

　　（1）主水平（+1240m）9号、10号、11号煤层的开采：

　　主斜井大致向北（提升方位角149°）方向落底于井田中部（煤仓下口+1240m），在井田中部近似垂直于北部边界方向布置一组南北向大巷，大巷均为三巷布置，即+1240水平轨道大巷（北段见9号煤层后沿煤层布置）、胶带大巷（9号煤层）和回风大巷（9号煤层）。胶带大巷（9号煤）通过胶带斜巷及井底煤仓与主斜井连接，轨道大巷（+1240m）通过车场绕道与副立井连接，回风大巷（9号煤）与回风立井连接。

　　大巷开采东部9、10、11号煤层，工作面沿走向布置，沿倾向推进，工作面推进度570m~1200m。

　　沿F3断层西部布置一组东西向上山巷道与大巷连接开采大巷西部9号、10号、11号煤层，巷道采用三巷布置，即轨道上山（11号煤层）、胶带上山（11号煤层）和回风上山（9号煤层），大巷间距30m。工作面沿倾向布置，沿走向推进，工作面推进度260m~950m。

　　详见图3-3-1、3-1-2。

　　（2）、6号煤层的开采

　　东部6号煤的开采：

　　东北6号煤层的开采：沿6号煤层可采线（0.7m）线布置三条垂直大巷方向的6号煤层一采区巷：轨道下山（6号煤）、胶带下山（6号煤）及回风下山（6号煤）。轨道下山（6号煤）通过暗斜井和+1240m水平轨道大巷连接，回风下山（6号煤）通过暗斜井和9号煤层回风大巷连接，胶带下山（6号煤）直接和井底煤仓机头硐室连接，构成6号煤层回采系统。沿铁5钻孔出断层布置一组采区巷和6号煤层下山巷道连接开采东北角6号煤层。

　　采区巷道间距20m。工作面沿走向布置，沿倾向推进，工作面推进度360m~850m。

　　西部6号煤的开采利用辅助水平（+1300m）开采：

　　沿F3断层西部布置一组东西向上山巷道：轨道上山（6号煤）、胶带上山（6号煤）及回风上山（6号煤）。轨道上山（6号煤）通过暗斜井和+1240m水平轨道大巷连接，回风上山（6号煤）直接和回风立井连接，胶带上山（6号煤）通过暗斜井和9号煤层胶带大巷连接，构成西部6号煤层回采系统。

　　上山巷道（6号煤层）间距20m。工作面沿倾向布置，沿走向推进，工作面推进度320m~950m。详见图3-3-3。

　　（3）、2、3号煤层的开采

　　2、3号煤层为局部可采煤层，利用+1310辅助水平后期回收，

　　沿3号煤层可采线（0.7m）线布置三条大巷：轨道大巷（3号煤）、胶带大巷（3号煤）及回风大巷（3号煤）。

　　胶带大巷通过3号煤层井底煤仓（上口2号煤层，下口3号煤层）与主斜井连接，回风大巷通过回风暗斜井及2号煤层回风大巷和回风立井连接，轨道大巷（3号煤层）通过石门和6号煤层轨道上山（轨道暗斜井上部车场段）连接。

　　详见图3-3-4。

　　先期开采地段6、9、10、11号煤层划分为两个采区，东部为一采区，西部为二采区，2、3号煤层划分为一个采区。

　　（二）、方案二

　　方案二同方案一的主要区别为：6、9、10、11号煤层西部开采巷道布置方式不同，2、3号煤层大巷布置及辅助水平连接方式不同。

　　方案二6、9、10、11号煤层西部开采沿北部断层布置一组东西向上山巷道，2、3号煤层大巷布置在井底煤仓处布置一组东西向大巷，在大巷东端向北布置一组南北向采区巷至井田北部采空区边界，水平连接：轨道大巷通过暗斜井和+1240井底车场直接连接。

　　方案二详见图3-3-5、3-3-6、3-3-7。

　　五、井田开拓方案比选

　　方案一优点：

　　1）、开采西部6、9、10、11号煤通风距离短，负压小。

　　2）辅助运输距离段。

　　3）+1310辅助水平轨道连接方式利用了6号煤层轨道上山，有利于水平接替，减少了工程量。

　　方案一缺点：

　　胶带运输距离长，存在折返运输问题。

　　方案二优点：

　　开采西部6、9、10、11号煤层胶带运输距离短。

　　方案二的缺点：

　　开采西部6、9、10、11号煤回风距离长。

　　辅助运输距离长。

　　西部三角煤难以处理。

　　综上所述，方案一通风距离，便于井田西部各煤层的回收。设计结合业主意见,本次设计推荐方案一。

　　六、后期2、3号煤层的开采可行性分析

　　2、3号煤层以下开采煤层为6、9、10号煤层，6号煤层均厚0.78m，9、10号煤层均厚3.46m。10号煤层至9号煤层平均间距为3.58m，9号煤层至6号煤层平均间距34m，6号至3号煤层煤层平均间距为69.32m。

　　跨落带：

　　小于3.58+34+69.32=106.9m，故2、3号煤层以下开采煤层采空区对2、3号煤层影响不大，后期开采可行。

　　七、水平划分及水平连接方式

　　6号煤至9号煤间距34.7m，9号、10号、11号煤层间距3-4m，6号、9号、10号煤层局部可采，11号煤层全区域可采。设计主水平（+1240m）联合开采9号、10号、11号煤层，及东北部6号煤层。辅助水平开采（+1300m）开采西部6号煤层、辅助水平开采（+1310m）开采剩余2、3号煤层。

　　6号煤层辅助水平（+1300m）采用暗斜井连接方式，2、3号煤层辅助水平（+1310m）：轨道采用石门和6号煤层辅助水平（+1300m）连接，胶带通过3号煤层井底煤仓和主斜井连接，回风通过2号煤层回风大巷和回风立井连接。

　　八、主要巷道布置方式

　　开拓巷道布置原则是尽量布置在煤层中，以减少掘进费用。本井田矿压预计不会太大，开拓巷位于煤层中是可行的。

　　轨道大巷采用半圆拱断面，锚网喷支护，锚索补强。净宽：4.0m，净高：3.4m，净断面：11.88m2。轨道大巷沿煤层底板布置，担负井下辅助运输及进风任务。

　　胶带大巷采用半圆拱（岩巷）和矩形（半煤岩）断面，锚网喷支护，锚索补强。净宽：4.0m，运输大巷沿煤层顶板（半煤岩）或底板（岩巷）布置，担负井下煤炭运输及进风任务。

　　回风大巷采用矩形断面，锚喷支护，锚索补强。净宽：4.0m，净高：3.5m，净断面：14.0m2。回风大巷沿煤层顶板布置，担负井下回风任务。

　　九、采区划分及开采顺序

　　按照矿井开拓布置，根据合理的采区准备时间及煤柱分布情况，断层北部6、9、10、11号煤层划分为一采区和二采区，2、3煤层为一采区，南部9、11号煤层划分为三采区、四采区。

　　采区开采顺序本着由近到远、先上后下的原则接替，并考虑大巷的合理服务范围、开拓煤量及准备煤量的可采期合理等因素，达到接替工程量少，运输、通风费用低的目的，确保矿井长期稳产高产。

　　一采区、二采区—→三采区—四采区。

　　表3-3-2采区接续表
 

　　九、“三下”开采及安全煤柱留设

　　从井田内煤层赋存条件看，井田内断层较多。设计按照《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》对其留设了安全煤柱。

　　第四节井筒

　　一、井筒用途、布置及装备

　　1、主斜井担负提煤、进风及下大件任务兼安全出口，净宽4.7m，井筒倾角18°，斜长665m，装备800mm宽胶带及单钩绞车，设人行台阶。

　　2、副立井担负进风、下料、排矸和人员提升任务兼进风井和安全出口，直径为5.0m，净断面19.63m2；倾角90°，垂深210m，装备双罐笼。

　　3、回风立井，装备梯子间，直径为5.0m，净断面19.63m2；倾角90°，垂深180m，担负矿井北部回风任务兼作安全出口。

　　井筒特征详见表3-4-1。井筒断面详见图3-4-1、3-4-2、3-4-3、3-4-4、3-4-5。

　　二、井筒支护

　　矿井兼并重组整合，新增加副立井和回风立井两个井筒。

　　根据既有井筒开凿时的围岩岩性资料和水文地质资料预计，新开凿井筒施工时所穿岩层岩性良好，无流砂层、破碎岩层和强富水性含水层等不良地层，为此，设计确定副立井、回风立井表土段及基岩段均采用普通凿井法施工。表土段采用现浇C25钢筋混凝土砌碹支护，支护厚度600mm；基岩段支护厚度400mm。

　　表3-4-1井筒特征表

　　第五节井底车场及硐室

　　一、车场形式选择

　　矿井现有副立井落底+1240m水平，设双轨平车场作为井底车场，以满足矿井辅助提升的车辆调度。井底车场标高为＋1240m生产水平标高。通过绕道与轨道大巷相连。井底车场及硐室布置图见图3-5-1。

　　二、车场线路布置及调车方式

　　根据现有巷道的实际情况，布置双轨线路平车场。担负辅助运输，因运量不大，采用人工推车和矿车自溜调车方式。

　　三、井下主要硐室

　　井底车场硐室有：主变电所、主水泵房、管子道、主副水仓、等候室、医疗室等。

　　主斜井井底设有井底煤仓。

　　1、井下主变电所

　　主变电所设在副立井井底车场西侧，变电所长47m，硐室长度、体积可满足使用要求。

　　2、井底煤仓

　　矿井主斜井井筒落底后设井底煤仓，煤仓型式为圆形断面上仓式煤仓，煤仓净径为8.0m，500mm厚C20混凝土砌碹支护。高度34m。有效容积1250m3。煤仓下口设给煤机直接装载煤炭至主斜井带式输送机上提升至地面。主井井底设置有主井井底撒煤沉淀池，井底撒煤利用集中胶带巷道本水平人工清理。

　　+1300m辅助水平在主斜井距井口447m处设井底煤仓，煤仓型式为圆形断面煤仓，，井底煤仓上口为2号煤层，下口为3号煤层，煤仓高度12m，净径为5.0m，300mm厚C20混凝土砌碹支护，有效容积120m3。。

　　3、井底主排水泵房及水仓

　　副立井井底布置有水泵房、管子道、水仓。水仓包括主水仓和副水仓，平行布置，有效容积1600m3，按正常涌水量45m3/h计算，可容纳8h的正常涌水量，满足安全规程要求。

　　4、6号煤层采区水仓

　　设计在6号煤层一采区设有采区水泵房、采区水仓。水仓包括主水仓和副水仓，平行布置，有效容积240m3，按6号煤层正常涌水量5m3/h计算，可容纳8h的正常涌水量，满足安全规程要求。

　　5、消防材料库

　　设计在+1240水平井底车场，6号煤层轨道下山设有消防材料库。

　　消防材料库长25m，采用大巷局部加宽的加宽式布置方式。

　　四、井底车场巷道及硐室支护

　　井底车场巷道：采用半圆拱形断面，锚网喷支护。井底水仓：采用半圆拱形断面，砼碹支护。主变电所、水泵房：采用半圆拱形断面，砼碹支护。

　　车场巷道及硐室工程量见表3－5－1。

　　表3-5-1车场巷道及硐室工程量表
 

　　第四章大巷运输及设备

　　第一节运输方式的选择

　　一、运输方式现状及选择

　　1、井下煤炭运输

　　1）煤炭运输方式选择

　　根据矿井生产规模、井田开拓部署、井筒的提升方式及目前国内外井下主运输技术装备发展情况，设计大巷煤炭运输方式考虑了矿车和胶带输送机两个方案，经技术经济分析和比较，设计推荐采用胶带输送机的运输方式。理由如下：

　　（1）矿井开拓巷道呈直线型布置，采用胶带输送机运输，可以充分发挥其效益，而且对矿井早达产和稳定生产都非常有利。

　　（2）胶带大巷主运输采用胶带输送机运输，不但可以实现回采工作面至井底煤仓一条龙连续运输，而且运输能力大、连续运输性强、效率高、自动化程度高、维修工作量小，主辅运输互不干扰，对矿井简化生产环节、实现高产高效生产和现代化管理都十分有利。

　　（3）胶带输送机尤其能与高产高效工作面生产能力相适应。

　　（4）矿车运输装、卸载系统复杂，工程量大，运输能力小，用人多，效益差，事故率高。

　　（5）采用矿车运输，井底车场的工程量将大幅度增加。

　　（6）矿车运输适应煤层起伏变化能力差，采用煤层大巷（下山）难以满足其对巷道倾角的要求，需布置岩石大巷，增加了岩巷工程量和工程费用，井巷工程投资大。

　　2）煤炭运输系统

　　9101回采工作面（可弯曲刮板输送机）—→胶带顺槽（转载机、胶带输送机）—→胶带大巷（胶带输送机）—→井底煤仓—→主斜井（大倾角胶带输送机）—→地面生产系统。

　　6101回采工作面（可弯曲刮板输送机）—→胶带顺槽（转载机转载机、胶带输送机）—→胶带下山（6号煤胶带输送机）—→胶带机头硐室—→井底煤仓—→主斜井（胶带输送机）—→地面生产系统。

　　3）掘进煤运输系统

　　掘进工作面通过转载进入矿井运煤系统。

　　2、井下辅助运输

　　结合目前国内井下辅助运输技术装备发展现状和本矿井井下辅助运输量、运距以及矿井兼并重组整合项目投资情况，设计推荐井下采用无极绳连续牵引车和调度绞车结合运输的方式，从而实现从井底直达采掘工作面的辅助运输系统。

　　1）运矸系统

　　6号煤一采区掘进头矸石（调度绞车牵引矿车）—→轨道巷（调度绞车牵引矿车）—→轨道大巷（+1240水平）（无级绳连续牵引车）—→+1240m水平井底车场—→副立井—→地面—→地面集中排弃。

　　9号煤一采区掘进头矸石（调度绞车牵引矿车）—→轨道大巷（+1240水平）（无级绳连续牵引车）—→+1240m水平井底车场（调度绞车）—→副立井—→地面—→地面集中排弃。

　　2）材料运输系统

　　副立井—→+1240m水平井底车场（调度绞车）—→轨道大巷（+1240水平）（无级绳连续牵引车）—→回风顺槽（调度绞车牵引矿车）—→9101回采工作面。

　　副立井—→+1240m水平井底车场（调度绞车）—→轨道大巷（+1240水平）（无级绳连续牵引车）—→6号煤轨道巷（调度绞车牵引矿车）—→回风顺槽（调度绞车牵引矿车）—→6101回采工作面。

　　3）地面下井人员—→副立井（罐笼）—→+1420m水平井底车场（步行）—→轨道大巷（+1240水平）（步行）—→顺槽联络巷（步行）—→回风顺槽（步行）、胶带顺槽（步行）—→9101回采工作面

　　地面下井人员→副立井（罐笼）—→+1420m水平井底车场（步行）—→轨道大巷（+1240水平）（步行）—→6号煤轨道巷（步行）—→顺槽联络巷（步行）—→回风顺槽（步行）、胶带顺槽（步行）—→6101回采工作面。

　　二、主要运输大巷断面布置、支护方式及轨型

　　矿井初期主要运输巷道为胶带大巷、轨道大巷、回风大巷。

　　胶带大巷采用矩形断面，锚网喷支护，锚索补强，净断面为12.00m2，净宽4.0m，净高3.0m。沿煤层顶板掘进。

　　轨道大巷采用半圆拱断面，锚网喷支护，锚索补强，净断面为11.88m2，净宽4.0m，净高3.4m。沿+1240m水平掘进。

　　回风大巷采用矩形断面，锚网喷支护，锚索补强，净断面为14.00m2，净宽4.0m，净高3.5m。沿煤层顶板掘进。

　　轨道大巷铺设单轨，轨距600mm，轨型30kg/m。

　　第二节矿车

　　一、矿车选型

　　根据我国煤矿设备标准化、系列化和定型化的要求，矿井辅助运输矿车选用1t系列矿车。各类矿车规格特征详见表4-2-1。

　　表4-2-1各种矿车规格特征及数量表

　　第三节运输设备选型

　　一、大巷运输

　　1、6号煤层胶带大巷带式输送机选型计算

　　1）计算依据

　　沿地板呈多坡段上运布置，平均倾角δ=6°，机长578m，提升高度为50m。，

　　本设备运量要求为200t/h。原煤松散密度ρ=0.95kg/m3，最大粒度a=300mm,胶带机运行速度V=2.0m/s。采用下带绞车张紧。系统布置见图4-3-1。

　　2）选型计算

　　⑴初步设定参数

　　输送带种类：PVG680S整芯阻燃抗静电橡胶带，带宽B=800mm，每米输送带质量qB=[qB′]×B=10.6kg/m。

　　承载托辊槽角λ=35°，托辊直径φ=89mm，L=315mm，上托辊间距a0=1.2m，每米上托辊转动部分承载质量qRO=6.45g/m。

　　下托辊直径φ=89mm，L=950mm，回程分支托辊间距aU=3.0m，每米下托辊转动部分质量qRU=2.38kg/m。

　　每米胶带机上物料质量qG=27.8kg/m；导料槽长度4500mm；模拟摩擦系数:f=0.03；长度附加系数C=1.25。

　　⑵输送机输送能力计算

　　Q=3.6Svkρ=293t/h＞200t/h满足

　　⑶输送带宽度确定

　　B≥2α+200=800mm(最大粒度α=300mm)，所选带宽800mm，满足要求。

　　⑷圆周力及传动功率计算

　　①主要阻力：FH=CfLg［qRO+qRU+(2qB+qG)Cosδ］

　　式中：g=9.81m/s2L=578mδ=6°f=0.03C=1.25

　　qRO=6.45kg/mqRU=2.38kg/mqG=27.8kg/mqB=10.6kg/m

　　代入式中得：FH=12.2(kN)

　　②倾斜阻力：FSt=qGgH=13.6（kN）

　　③特种阻力：FS1+FS2，合计取3.0kN

　　④园周驱动力：Fu=FH+FSt+FS1+FS2=28.8(kN)

　　⑤功率计算

　　传动滚筒轴功率：PA=(Fu×V)=57.6(kW)

　　电机轴功率：PM=PA/ηη′η″=75.6(kW)，采用双电机驱动，

　　η-传动效率=0.94

　　η′-电压降系数=0.90

　　η″-多机驱动功率不平衡系数=0.90

　　⑥张力计算：

　　a按垂度条件

　　承载分支F承min≥［a0(qB+qG)g］/［8(h/a)adm］=5.7(kN)

　　回程分支F回min≥(aUqBg)/［8(h/a)adm］=3.9(kN)

　　b按不打滑条件

　　根据垂度条件，S3=S4≥5.7KN

　　回空分支区段上各项阻力总和：

　　S1=S3+F上+FSt=5.7+9.5+13.6=28.8KN

　　双电机双滚筒驱动功率比按1:1分配，所以FU1=FU2=FU/2=14.4KN

　　S2=S1-|FU/2|=28.8-14.4=14.4KN

　　⑦不打滑校验

　　正常运行时不打滑校验：

　　S1/S2＝2.0＜eμα1＝2.85（α1＝200°）满足要求

　　启动时不打滑校验：

　　1.4S1/S2＝2.80＜eμα1＝2.85（α1＝200°）满足要求

　　⑧输送带安全系数

　　SA=680×0.8/28.8=18.9大于(10-12)，输送带满足要求

　　⑨制动力矩计算

　　制动力矩ML=(FST-F上-F下)D/2=1.26(kN·m)D=630mm

　　制动器所需的制动力矩1.26×2=2.52kN·m制动器KZP1000/31，额定制动转矩为31kN·m＞2.52kN·m，满足要求。

　　3)计算结论

　　经计算，6号煤层胶带大巷带式输送机技术参数见表4-3-1。

2、9号煤层胶带大巷带式输送机选型计算
1）选型依据
沿地板程V型布置，尾部418m为下运，最大倾角δ=-7°，提升高度为-35m；中部182m为上运，倾角δ=18°，提升高度为35m；头部15m为水平段。总体来看为上运，总提升高度为20m，总长度615m。
本设备运量要求为650t/h。原煤松散密度ρ=0.95kg/m3，最大粒度a=300mm,胶带机运行速度V=2.5m/s。中部下带张紧。系统布置见下图4-3-2。
 

 

　　图4-3-29号煤层胶带大巷带式输送机系统布置

　　2）选型计算：

　　⑴初步设定参数

　　输送带种类：PVG1250S整芯阻燃抗静电橡胶带，带宽B=1000mm，每自然米输送带质量qB=[qB′]×B=16kg/m。

　　承载托辊槽角λ=35°，托辊直径φ=108mm，L=380mm，上托辊间距a0=1.2m，每米上托辊转动部分承载质量qRO=10.175g/m。

　　下托辊直径φ=108mm，L=1150mm，回程分支托辊间距aU=3.0m，每米下托辊转动部分质量qRU=3.47kg/m。

　　每米胶带机上物料质量qG=72.2kg/m；导料槽长度3000mm；模拟摩擦系数:发电工矿时f=0.012，电动工矿时f=0.03；长度附加系数C=1.20。

　　⑵输送机输送能力计算

　　Q=3.6vkρ=1100t/h＞800t/h满足

　　⑶输送带宽度确定

　　B≥2α+200=800mm(最大粒度α=300mm)，所选带宽1000mm，满足

　　⑷圆周力及传动功率计算

　　A、全线满载运行工况

　　主要阻力:FH=CfLg［qRO+qRU+(2qB+qG)Cosδ］

　　式中：g=10m/s2L=615mδ=18°f=0.03C=1.2

　　qRO=10.175kg/mqRU=3.47kg/mqG=72.2kg/mqB=16kg/m

　　代入式中得:FH=23.75(kN)

　　倾斜阻力:FSt=qGgH=72.2×10×20=14.44（kN）

　　特种阻力:FS1+FS2，合计取4.0kN

　　a、园周驱动力:Fu=FH+FSt+FS1+FS2=42(kN)（为电动工况）

　　b、功率计算

　　传动滚筒轴功率：PA=(Fu×V)=105(kW)

　　电机轴功率：PM=PA/ηη′η″=124.1(kW)，采用单电机驱动

　　η-传动效率=0.94

　　η′-电压降系数=0.90

　　η″-多机驱动功率不平衡系数=1

　　B、全线空载运行工况

　　主要阻力:FH=CfLg(qRO+qRU+2qBCosδ)

　　式中：g=10m/s2L=615mδ=18°f=0.03C=1.2

　　qRO=10.175kg/mqRU=3.47kg/mqB=16kg/m

　　代入式中得:FH=8.5(kN)

　　倾斜阻力:FSt=0

　　特种阻力:FS1+FS2，合计取4.0kN

　　a、园周驱动力:Fu=FH+FSt+FS1+FS2=8.5+0+4.0=12.5(kN)（为电动工况）

　　b、功率计算

　　传动滚筒轴功率:PA=(Fu×V)=31.25(kW)

　　电机轴功率：PM=PA/ηη′η″=36.9(kW)，采用单电机驱动

　　η-传动效率=0.95

　　η′-电压降系数=0.90

　　η″-多机驱动功率不平衡系数=1

　　C、下运段有载、上运段空载运行工况

　　总阻力为全线空载阻力加下运段有载阻力

　　下运段有载阻力计算：

　　主要阻力：FH=CfL下g［qRO+qRU+(2qB+qG)Cosδ］

　　式中：g=10m/s2L下=421mδ=-7°f=0.012C=1.25

　　qRO=10.175kg/mqRU=3.47kg/mqG=72.2kg/mqB=16kg/m

　　代入式中得：FH=7.1(kN)

　　倾斜阻力：FSt1=qGgH1=72.2×10×（55）=-39.71（kN）

　　FSt2=qGgH2=72.2×10×（-35）=25.27（kN）

　　特种阻力：FS1+FS2，合计取3.0kN

　　a、园周驱动力

　　Fu=FH+FSt1+FSt2+FS1+FS2=7.1-39.71+25.27+3.0=-4.34(kN)

　　b、总阻力为｜12.5-15.22｜=2.72（为发电工矿）

　　c、功率计算

　　传动滚筒轴功率：PA=(Fu×V)=-10.85(kW)

　　电机轴功率：PM=PA/ηη′η″=-12.8(kW)，采用单电机驱动，

　　η-传动效率=0.94

　　η′-电压降系数=0.90

　　η″-多机驱动功率不平衡系数=1

　　D、上运段有载、下运段空载运行工况

　　总阻力为全线空载阻力加上运段有载阻力。

　　上运段有载阻力计算：

　　主要阻力：FH=CfL上g［qRO+qRU+(2qB+qG)Cosδ］

　　式中：g=10m/s2L上=197mδ=18°f=0.03C=1.25

　　qRO=10.175kg/mqRU=3.47kg/mqG=72.2kg/mqB=16kg/m

　　FH=7.9(kN)

　　倾斜阻力：FSt1=qGgH1=72.2×10×55=39.71（kN）

　　FSt2=qGgH2=72.2×10×（-35）=-25.27（kN）

　　特种阻力：FS1+FS2，合计取3.0kN

　　a、园周驱动力

　　Fu=FH+FSt1+FSt2+FS1+FS2=8.64+39.71-25.27+3.0=26.08(kN)（为电动工况）

　　b、总阻力为12.5+26.08=38.58（为电动工况）

　　c、功率计算

　　传动滚筒轴功率：PA=(Fu×V)=96.45(kW)

　　电机轴功率：PM=PA/ηη′η″=134.13(kW)，采用双电机驱动，

　　η-传动效率=0.94

　　η′-电压降系数=0.85

　　η″-多机驱动功率不平衡系数=0.90

　　综合以上四种情况，取第四种最不利情况，取Y系列防爆电动机2台，双滚筒驱动，每台电机功率N=132kW，满足要求。

　　⑸张力计算：

　　①按垂度条件

　　承载分支F承min≥［a0(qB+qG)g］/［8(h/a)adm］=13.23(kN)

　　回程分支F回min≥(aUqBg)/［8(h/a)adm］=6(kN)

　　②按不打滑条件

　　头部双传动滚筒：μ=0.30φ1=φ1=200°eμφ=8.122

　　软起动系数取Ka=1.3

　　FuA=1.3×FU=70(kN)

　　⑹各特性点张力

　　经计算，6点是输送机的最小张力点，取F6=13.23kN，各点张力如下：

　　尾部张力F5=56.7kN，F4=56.7kN，

　　中部张力F6=13.5kN，F3=54.48kN，

　　头部张力F2=62.9kN＞FUA/(eμφ-1)=9.83kN，F1=116.4kN。

　　正常运行时：F1/F2=116.4/62.9=1.85≤eμφ1=2.85，满足要求

　　启动时：KaF1/F2=1.3×116.4/62.9=2.41≤eμφ1=2.85，满足要求

　　驱动装置设于头部。

　　⑺输送带安全系数

　　SA=1250×1.0/116.4=10.74，在(10-12)范围，输送带满足要求。

　　⑻制动力矩计算

　　制动力矩ML=【FST-(F上+F下)】D/2=6.55(kN·m)D=630mm

　　制动器所需的制动力矩6.55×2=13.1kN·m,现有制动器KZP1000/31，额定制动转矩为31kN·m＞13.1kN·m，满足要求。

　　⑼逆止力矩计算

　　带式输送机所需逆止力矩：ML=（FSt-FH）D/2=11.6(kN)

　　传动滚筒轴上的额定逆止力矩：M=k2ML=1.8ML=20.88(kN·m)

　　3)、计算结论

　　经计算，9号煤层胶带大巷带式输送机技术参数见表4-3-2。

　　表4-3-29号煤层胶带大巷带式输送机规格特征表

 

二、辅助运输
+1240轨道大巷选用无极绳担负设备材料及其它辅助运输任务。
（1）、设计依据：
运 量：
运送材料 20车/班
爆破材料 2车/班
设备 4车/班
其他 3次/班
矸石 20车/班
最大件重 18.5t(不含承载车重)
倾角θmax=4°；
运 距L=1300m。
（2）、设备选择
按梭车牵引最重件运载车一辆总重量确定一次牵引矿车数，每次牵引1.0t系列矸石车3辆（矿用材料自重600kg，载重1800kg）。
矿车连接器的强度验算：

（3）、钢丝绳选择及安全系数
钢丝绳选用20 NAT6×19S＋FC 1670 ZS 220 144型钢丝绳, 主要技术参数：绳径dK＝20mm，绳重PK＝1.44kg/m；钢丝绳抗拉强度1670MPa；钢丝绳中全部钢丝破断拉力总和Qs＝220×1.214=267.08kN。
提升系统最大静张力：
F＝（G1+G0）×g×sinα+（G1+G0）×g ×0.02×cosα+2×L×P×g ×ωc=（18500+1500+1800）×g×sin4°+（18500+1500+1800）×g×0.02×cos4°+1300×2×1.44×g×0.25=28.34kN
钢丝绳安全系数M重＝9.4＞5-0.001L(不小于3.5)
（4）、提升绞车选择
提升绞车的选择：选用SQ-1200/75无极绳连续牵引车，主要技术参数：滚筒直径Dg＝1200mm，最大牵引力F＝80kN，绳速V＝1.0/1.7m/s。
（5）、电动机选择

　　第五章采区布置及装备

　　第一节采煤方法

　　一、根据地质构造，煤层的稳定性及其开采条件，具体分析适用于各种采煤设备的块段及储量，说明采煤方法的选择及其依据

　　井田总体构造形态为一向北东倾伏的宽缓向斜构造，地层倾角5—15°。在北部原万峰铁水井田发育两条正断层，落差均在100m以上。组成地垒构造，中部发育王和南断层，落差在40-200m，向南为阶梯式下降。井田内未发现岩浆岩，煤层及煤质均不受岩浆岩的影响。

　　井田构造属于中等类，矿井水文地质条件为中等类型。

　　煤层瓦斯含量低，低瓦斯矿井，开采的6号和9号煤层煤尘均有爆炸危险性，属易自燃煤层。

　　井田由F3断层（H=80-300m）分为南北两个开采区域，北部区域开采2号、3号、6号、9号、10号、11号煤层，南部区域开采9号、11号煤层。本次设计首采区域为北部区域。

　　根据开拓方案，设计主水平（+1240m）联合开采9号、10号、11号煤层，辅助水平开采6号及2、3号煤层，设计首采6号和9号煤层。

　　6号煤层位于太原组中上部，K3、K4石灰岩之间，上距K4石灰岩6.65—7.30m，平均7.08m，下距K3石灰岩7.80—10.60m，平均9.08m。先期开采地段煤层厚度0—1.05m，平均0.78m。煤层结构简单，层位稳定，顶板为泥岩，底板为粉砂岩或砂质泥岩，本煤层在铁6号孔尖灭，其它范围均可采，属先期开采地段大部可采的较稳定煤层，井田南部2003钻孔为尖灭，推断为不可采煤层。井田内未有开采，较远的西坡开采过。

　　9号煤层位于太原组下部K2石灰岩之下，先期开采地段煤层厚度1.50—3.15m，平均2.58m，中上部常含一层0.1—0.3m厚含炭质泥岩，夹石层位稳定，厚度变化不大，顶板K2石灰岩，局部具泥岩伪顶，底板为泥岩。属先期开采地段全区可采的稳定煤层。南部合并为9+10号煤层，2003钻孔厚度为3.35m，夹石厚0.40m属全区可采稳定煤层。只有井田西南财源煤矿开采。

　　9、11号煤为全区稳定可采的中厚煤层，10号煤层为局部可采的中厚煤层，2、3、6号煤为局部可采的薄煤层。

　　1、采煤方法的选择

　　（1）中厚煤层采煤法

　　根据煤层厚度及赋存特点，结合工作面装备情况，设计考虑了综合机械化采煤和普通机械化采煤两种采煤方法。通过分析比较，设计推荐采用综合机械化采煤法。具体理由如下：

　　普通机械化采煤是我国传统的中厚煤层采煤法，工作面装备简单、投资较低，对推进距离短、形状不规则、构造较发育的工作面适应性较强，同时具有工作面搬迁容易等优点，在我国中小型矿井应用较多。但其具有机械化程度低，工作面产量低，占用人员多，安全生产条件差，不利于矿井集中生产和管理等缺点。而综合机械化采煤是目前中厚煤层的发展方向，它具有高产、高效、安全、低耗以及工人劳动条件好、劳动强度小、占用人员少等优点，特别是近几年来，国、内外综采设备发展较快，中厚煤层采煤机、刮板输送机正向着电牵引、大功率和重型化发展，采煤遥控遥测技术发展较快，给中厚煤层综合机械化采煤奠定了基础，另外该矿井煤层赋存稳定，构造简单，故设计推荐9、10、11号煤采用综合机械化采煤。

　　（2）薄煤层采煤法

　　6号煤及2、3号煤为局部可采的薄煤层，根据国内矿井薄煤层开采经验，设计采用高档普采采煤法。

　　本次设计生产能力为900kt/a，上组煤为薄煤层，一个回采工作面无法满足设计能力的要求，设计设6号煤层布置一个高档普采工作面，9号煤层布置一个综采工作面（9号煤层首采工作面上部为6号煤层0.7m以下区域）。

　　二、工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型

　　在工作面主要设备选型时，考虑以下主要原则；立足国内、技术先进实用，运行可靠、操作简单、维修方便；各设备间相互适应、能力匹配、运输畅通，节约电能等。

　　（一）6101工作面设备选型

　　1、采煤机

　　工作面采煤设备选用MG100/240-BW型采煤机。

　　采煤机工作面生产率计算：

　　Q采＝60MBV采γK

　　式中：Q采－采煤机工作面实际生产率，t/h；

　　M－采高，取0.9m；

　　B－截深，0.6m；

　　V采－采煤机牵引速度，2.5m/min；

　　γ－煤的容重，1.35t/m3；

　　K－总时间利用系数，取0.40。

　　Q采＝60×0.9×0.6×2.5×1.35×0.4=43.74t/h

　　经计算，采煤机工作面生产率Q采＝43.74t/h。可满足矿井设计生产能力的要求。

　　表5-1-16101工作面采煤机技术特征表

　　3、转载机

　　与工作面可弯曲刮板输送机配套、设计选用SZB-720/40型，转载能力为300t/h，功率40kW，电压660V，长度50m。

　　4、工作面运输顺槽可伸缩带式输送机

　　设计选用SSJ800/40型可伸缩带式输送机。主要技术参数如下：

　　输送能力：250t/h

　　带宽：800mm

　　总装机功率：40kW

　　铺设长度：370m

　　储带长度：30~50m。

　　6号煤层高档普采工作面主要设备配备见表5-13。

（二）9101工作面设备选型
1、采煤机
采煤机工作面生产率计算：
Q采＝60MBV采γK
式中：Q采－采煤机工作面实际生产率，t/h；
M－采高，取2.58m（9号煤层平均厚度）；
B－截深，0.6m；
V采－采煤机牵引速度，5m/min；
γ－煤的实体视在密度，1.4/m3；
K－总时间利用系数，取0.50。
Q采＝60×2.58×0.6×5×1. 4×0.5=325.8t/h
根据计算，并考虑煤层的硬度及夹矸情况，结合国内高产高效工作面设备配置，选用MG160/375-W型采煤机，其主要技术参数见表5-1-4。
表5-1-4 9101工作面采煤机技术特征表

2、刮板输送机
工作面可弯曲刮板输送机的选型应满足三个方面的要求：
一是工作面刮板输送机能力要保证将采煤机采落的煤全部运出，并留有一定的富裕，刮板输送机能力应不低于采煤机最大割煤能力。
二是刮板输送机的外型尺寸和牵引方式与采煤机相匹配。
三是刮板输送机长度与工作面长度相一致，回采工作面的设计长度为150m。

式中：
Qc——刮板输送机能力，t/h；
Kc——采煤机与刮板输送机同向运输时修正系数，1.15；
Qm——采煤机最大割煤能力，325.8t/h。

根据计算并考虑煤层夹矸因素，前后部刮板输送机选用SGZ630/220型可弯曲刮板输送机，其主要技术特征见表5-1-5。
表5-1-5 9101工作面刮板输送机技术特征表

　　三、工作面顶板管理方式、支护设备选型

　　1.6101回采工作面支护设备

　　6号煤层厚度0—1.05m，平均0.78m，顶板多为粉砂岩、泥岩，粉砂岩可占70-80%，极少量的细粒砂岩、粉砂岩厚度2.30-5.50m,泥岩厚度1.80-2.50m，裂隙不甚发育。矿井移交时，6号煤层首采工作面为6号煤层一采区6101工作面。

　　设计6101工作面采用单体液压支柱配金属铰接顶梁支护，全部垮落法管理顶板。

　　工作面两端头（工作面两头煤壁各3m）要超前一排采用长梁支护（4对8根长钢梁）。端头支护保持每梁3柱，相邻两支架间间距缩小为0.4m，用3.0m长“π”型钢梁和单体液压支柱架设，除此之外，在靠近采空区侧的一排柱中加设点柱（每相邻两柱之间加一根点柱），以确保上、下出口的安全。

　　距工作面煤壁20m范围内的进、回风巷进行超前支护，用单体液压支柱和π型梁配合，垂直于顺槽轴线，分别支设在顺槽棚梁下的两端，随着工作面回采推进前移超前维护支设。采用双排托梁悬臂支护，可在进、回风矩形锚喷顺槽的两侧靠近巷帮处（进风巷煤溜的外侧）和工作面煤壁以外的巷道下打超前支柱。

　　工作面支柱布置，根据采煤机的割煤进度和机道最小宽度，排距0.6m，柱距0.6m，工作面最小控顶距2.6m，最大控顶距3.2m，三、五排控顶（包括临时支柱），见五回一。采煤机开切口后，采用端头斜切，割第一刀后，支临时柱，随机挂梁，割第二刀后，挂梁与正式支护。

　　单体液压支柱选型用下列公式计算：

　　W=（6～8）×h×r×cosΦ

　　式中：W——支柱工作阻力，t/架；

　　h——采高，取h=0.78m；

　　B——工作面每对支柱的支护面积，设计按支柱最大控顶距计算为：0.72m2；

　　r——岩石容重，取2.5t/m3；

　　Φ——煤层倾角，取15度；

　　6～8——顶板岩柱的重量，是采高的6～8倍。

　　按8倍系高计算得顶板压力为15t/m2，即0.26MPa。

　　即每对支架应有0.26MPa的支护强度。

　　本设计回采工作面选用DZ10-30/100型支柱配金属铰接顶梁支护顶板，该支架主要参数如下：

　　（1）支柱高度：685~1000mm。

　　（2）工作阻力：300kN；

　　（3）工作液压：38.5MPa；

　　（4）初撑力：118~157kN；

　　（5）泵站压力：15-20MPa；

　　所选支柱是合理的。

　　2.9101回采工作面支护设备选型

　　9号煤层厚度1.50—3.15m，平均2.58m，中上部常含一层0.1—0.3m厚含炭质泥岩，夹石层位稳定，厚度变化不大，顶板K2石灰岩，局部具泥岩伪顶。矿井移交时，9号煤层首采工作面为9号煤层一采区9101工作面。

　　设计9101工作面采用液压支架支护，全部垮落法管理顶板。

　　支架支护强度按以下经验公式计算：

　　P=（6~8）×m×r×0.0098

　　式中：P——支护强度，Mpa

　　m——采高，取2.58m（9号煤层平均采高）

　　r——顶板岩石容重，取r=2.5t/m3

　　则：P=（6~8）×2.58×2.5×0.0098=0.38~0.51MPa

　　根据支护强度计算结果，选用ZZ4400/15/32支撑掩护式液压支架，端头液压支架选用ZZD5400/15/32型液压支架。

　　其主要技术参数如下：

　　表5-1-89101工作面液压支架主要技术参数表

　　型号工作

　　阻力

　　(kN)支护

　　高度

　　(mm)支架

　　中心距

　　(mm)支护强度

　　(MPa)重量

　　(t)

　　ZZ4400/15/3244001500/320015000.80512.775

　　四、工作面回采方向与超前关系

　　根据矿井开拓布置方式、开采范围和采煤方法，工作面布置在大巷或采区巷道一侧，为单一煤层工作面后退式开采，由井田边界向大巷或采区巷道方向推进。

　　矿井达产时在6号和9号煤层各布置一个首采工作面，即6101高档普采工作面和9101综采工作面，两个回采工作面均采用后退式回采。

　　五、采煤工作面长度、推进度及接续关系

　　1、工作面采高

　　根据6号煤和9号煤层底板等高线图钻孔情况，6号煤层平均厚度0.78m，9号煤平均厚度2.58m。设计6号煤层采用高档普采一次采全高采煤方法，工作面平均采高取0.78m，9号煤层采用综采一次采全高开采，工作面平均采高取2.58m。

　　2、工作面长度的确定

　　影响工作面长度的因素有矿井建设规模、地质条件、煤层赋存条件、装备、管理水平、资源回收率等。本次设计，根据所开采的煤层赋存特点，开采技术条件装备水平，根据附近同类生产矿井的经验。从提高资源回收率方面考虑，将高档普采工作面长度确定为100m，将综采工作面长度确定为150m。

　　3、工作面年推进度

　　6号煤层高档普采工作面，循环进度为0.6m，日循环次数为6次，则日循环进度为0.6×6=3.6m。

　　9号煤层综采工作面，循环进度为0.6m，日循环次数为9次，则日循环进度为0.6×9=5.4m。

　　采煤工作面年推进度按下式计算：

　　年推进度＝日循环进度×年工作日×循环率

　　6号煤高档普采工作面年推进度=3.6×330×0.80=950（m）

　　9号煤综采工作面年推进度=5.4×330×0.85=1515（m）

　　4、工作面接替顺序

　　根据矿井开拓和采区布置，采煤工作面的接替顺序为采区内顺序前进，也可跳采，生产中可根据情况和管理经验灵活采用。

　　六、采区及工作面回采率

　　6号煤为薄煤层，采区回采率0.85，工作面回采率0.97。

　　9号为中厚煤层，采区回采率0.80，工作面回采率0.95。

　　七、9号煤层采煤工艺及要求

　　设计9号煤层采用综采一次采全高采煤方法，采煤工作面采用采煤机割煤，一次采全高，支撑掩护式支架支护顶板，可弯曲刮板输送机运煤。采煤机双向割煤，循环回采工序依次为采煤机端头进刀、割煤、移架、移溜、采煤机在另一端头进刀。采煤机采用端头斜切进刀方式。正常情况下，移架滞后采煤机后滚筒5m，移溜滞后采煤机后滚筒15~20m。

　　1、工艺流程

　　1）采煤机割煤：采煤机首先端头斜切进刀，至要求截深后，下放前滚筒，同时抬起后滚筒回割三角煤，然后前后滚筒复原开始割煤。前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤。采煤机割煤时，要求严格按操作要求操作，具体要求如下：

　　（1）控制采煤机牵引速度，防止压溜、涌煤事故发生，保持割煤过程中的底板平整。

　　（2）采煤机割煤时，应保证齿轨的安设紧固完整，并应经常检查。

　　（3）采煤机上必须装有能停止工作面刮板输送机运行的闭锁装置。采煤机因故暂停时，必须打开隔离开关和离合器，采煤机停止工作或检修时，先切断电源，并打开其磁力起动器的隔离开关。启动采煤机前，先巡视采煤机四周，确认对人员无危险后，方可接通电源。

　　（4）采煤机割煤时，应严格按采煤机安全操作规程的要求进行操作。

　　2）运煤：回采工作面装备可弯曲刮板输送机运煤，在工作面端头配备转载机将工作面运出的煤转载至顺槽可伸缩胶带输送机上。

　　3）移架：在采煤机割煤后3~5架开始移架，为了保证工作面暴露顶板及时支护，工作面采用及时支护方式。

　　4）移溜：在综采液压支架移架后，滞后移架4~6架推移刮板输送机。

　　2、推移刮板输送机时应符合以下要求：

　　（1）每次移距应保持0.6m。并与煤壁保持平行成一直线，其直线误差在±30mm以内。

　　（2）为了减少输送机在弯曲段的磨损，提高其寿命，在推移输送机时，要保持采煤机之后的弯曲段长度不得小于15m。

　　（3）刮板输送机必须单方向推移，严禁从两头向中间推移。

　　（4）为防止卡死刮板输送机，停机时严禁推溜，但推移机头、机尾时必须停机作业。

　　（5）完成推移刮板输送机后，必须及时清扫散落在电缆槽内、刮板输送机与液压支架之间等处的浮煤，并且把煤和矸石一起装入刮板输送机内

　　3、各工序安全技术措施

　　各工种都要严格执行本工种岗位责任制、操作规程、《煤矿安全规程》、《煤矿综采工作面安全技术规定》、《岗位作业标准》和本工作面规程及本矿井有关规定。

　　1）采煤机割煤

　　（1）开机前，必须全面检查机器的完好情况，其中水压、水量、油位必须符合要求，水管和油管、冷却系统和喷雾系统完好，保护装置齐全可靠，各手把、按钮均置于“零位”或“停止”位置。

　　认真对顶板、煤帮、底板进行观察，有异常情况随时进行处理。巡视四周，确认机器周围特别是滚筒周围无人妨碍采煤机正常工作时，方可发出开机信号，进行开机。

　　（2）割煤过程中，机组司机应站在有掩护的地点操作，严禁把头伸在机组与支架顶梁之间，在机组前后5m范围内禁止有人作业或在此停留。

　　（3）割煤时，必须先送水，后开机，严禁无水开机。

　　（4）割煤时，要随时注意各部分的运行情况，发现异常情况及时停机，经检查处理后，方可开机。处理机组故障时，要将隔离开关打到零位，切断电源，摘掉滚筒离合器，并闭锁工作面刮板输送机，支架护帮板打出，有效闭锁键不少于2个。

　　（5）割煤时，上滚筒司机负责观察支架护帮板是否收回，以防止割前梁、护帮板，机组运行时，距上滚筒前方6m范围内的支架护帮板可以全部收回。

　　（6）负责看护电缆的司机必须密切注意割煤时电缆的动态，清理电缆槽内的煤块、矸块，防止挤坏电缆。

　　（7）机组司机要跟支架工配合好，严格执行追机作业。

　　（8）机组司机要精心操作，割过煤后要保持顶底板平整，煤壁直齐。

　　（9）机组割到距机头、机尾5m时，要放慢速度，缓慢割透，防止三角煤片帮撞到棚梁，同时巷道内距工作面3m范围内不准有人。

　　（10）机组在通过顶板破碎区段时，司机要掌握好机组速度，发现有异常情况时，必须立即停机及时拉架护顶，防止漏矸。

　　（11）检修机组时，视煤壁情况在机组前后3m范围内打临时支护。

　　（12）更换截齿时，身体与滚筒保持在0.3m以上距离。

　　（13）检修班试运转后，停机时，机组各手把全部打在零位，摘开滚筒离合器。

　　2）移架

　　（1）工作面支架必须达到完好，支架工操作支架前要先熟悉各操作各手把功能，以免误动作造成伤人事故。

　　（2）割过煤后，距机组后滚筒4~6架进行拉架。

　　（3）移架时，支架周围不得有人，先将侧护板、护帮板收回，方可降架、拉架，支架可下降150~200mm，移动支架为准，在破碎顶板下，必须带压拉架，移架过程中，应随时调整支架。

　　（4）支架拉到位后，要及时将支架升紧，顶梁升平，如顶板较破碎，煤帮片帮严重时，要超前移架，并打出护帮板护帮、控顶，然后及时将操作手把打到零位，任何人不得随意拉动操作手把。

　　（5）割煤时，可将机组前10m的推溜手把打在供液位置，停止割煤时，必须及时把手把打到零位。

　　（6）检修支架时，必须先关闭本架截止阀。

　　（7）工作面排头架、排尾架拉架前，要将工作刮板输送机机头、机尾推移到位，清净煤后才能拉架。

　　3）移、拉刮板输送机

　　（1）移溜由支架工负责进行。

　　（2）移溜时，支架与挡煤板、支架架间不准有人，防止推移千斤顶挤伤人。

　　（3）移溜工作应在刮板输送机运行中进行。

　　（4）严格执行顺序追机作业，移溜滞后拉架4~6架，从一端到另一端，不准任意分段或由两端向中间挤推。

　　（5）移溜时，必须依次顺序前移，严禁出现急弯，刮板输送机要保持平、直、稳。顶不动时，必须查清原因，处理后，方可移溜，严禁强行移溜。

　　（6）移机头、机尾时，要停溜进行。

　　（7）刮板输送机发生前后窜时，要及时调整，保证安全出口宽度。

　　（8）处理刮板输送机事故时，要闭锁前后部刮板输送机（闭锁键不少于2个）起吊刮板输送机时，要用道木、柱帽垫实，严禁任何人的身体部位进入刮板输送机底下。

　　4）清煤

　　（1）清煤时，要密切观察周围支架、顶板情况，确认无危险后，方可作业。

　　（2）清煤作业时，任何人不得操作清煤地点相邻的4个架。

　　（3）清煤作业时，必须面向机尾，随时注意刮板输送机上拉过来的大块碳，杂物及煤壁片帮情况，以及伤人。

　　5）拉转载机

　　（1）拉转载机要先停机闭锁，然后检查各联接装置是否牢固可靠，戗柱是否牢固可靠，戗柱一组不得少于3根，跑道上有无杂物，保持跑道平稳，整理好电缆、液管等，并保证设备突出部分与两侧的单体柱有200mm间隙后，方可推移。

　　（2）拉转载机由端头维护工负责操作，一人操作，一人到转载机机头5m外观察指挥，操作阀组人员要站在端头安全地点进行操作，拉转载机时要缓慢送液，如遇阻力大时，必须停下来查找原因，处理后方可作业。

　　（3）拉转载机时，转载机两侧不许有人停留和通过。

　　（4）转载机拉过后，要检查机头是否正确搭接在跑道上，如有偏差要及时调整。

　　6）工作面预防咬架、拉架、倒架、歪架技术措施

　　（1）工作面采高要控制在规定范围内，严禁超高，使支架不接顶造成倒架。

　　（2）升架时，应给支架足够的支撑力，与顶板接触严密，相邻支架间侧护板上、下不超过2/3。

　　（3）当出现底板不平或底板松软时，要在支架底座下垫道木、板梁等，使支架升平，防止倒架、拉架。

　　（4）处理支架倒架和压架时，要制定专项措施。

　　8）过断层、老空等破碎顶板区段时的安全措施

　　（1）割煤后，及时拉架护顶，片帮严重处要超前拉架，超前拉架时要保证机组能顺利通过，不得相互干涉，以免损坏设备，否则另行制定保护措施。

　　（2）片帮大的地方及时在煤帮挑走向棚支护顶板。

　　（3）工作面回采期间遇压力大，煤帮片帮严重时要及时制定专门措施来处理。

　　4、综采工作面初采措施

　　1）工作面初采初期间，成立初采领导小组

　　领导小组负责初采初放期间的安全生产现场指挥工作，并解决初采期间生产中遇到的一切问题，只有在确认工作面老顶全部垮落，初次来压稳定，生产处于正常时，领导小组方可解散。

　　2）初采期间，将支架升紧，护帮板打出，保证支架支承顶板均匀，接顶严密，护帮有力，防止抽条、片帮，初撑力符合要求。

　　3）割煤后，要及时拉架，并及时护帮，顶板破碎时，要带压拉架。

　　4）时刻注意顶板压力及安全阀开启情况，防止压死支架。

　　5）采空悬顶面积较大，影响工作面风量时，通风科要负责调节风量，同时加强瓦斯监测，防止瓦斯超限。

　　6）工作面片帮时要超前拉架，片帮严重时，要在煤帮挑棚打柱。

　　7）加强两巷超前支护并保证安全出口畅通，采用两套液压支柱支护，加强超前支架的维护工作。

　　8）初采期间，要合理组织生产，加快工作面推进速度，调整好顶底板。

　　9）加强顶板管理，及时把支架拉到最小控顶距。

　　10）从切眼开始，悬顶长度超过8m时，要进行强制放顶，必须制定专门的强制放顶措施。

　　八、6号煤层采煤工艺及要求

　　设计6号煤层采用普采一次采全高采煤方法，采煤工作面采用采煤机割煤，一次采全高，单体液压支柱支护顶板，可弯曲刮板输送机运煤。采煤机割煤，循环回采工序依次为采煤机端头斜切进刀、割煤→挂顶梁支护→装煤运煤→移溜→移支柱→回柱放顶。

　　1、采煤机割煤

　　采煤机首先端头斜切进刀，至要求截深后，下放前滚筒，同时抬起后滚筒回割三角煤，然后前后滚筒复原开始割煤。前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤。采煤机割煤时，要求严格按操作要求操作，具体要求如下：

　　（1）控制采煤机牵引速度，防止压溜、涌煤事故发生，保持割煤过程中的底板平整。

　　（2）采煤机割煤时，应保证齿轨的安设紧固完整，并应经常检查。

　　（3）采煤机上必须装有能停止工作面刮板输送机运行的闭锁装置。采煤机因故暂停时，必须打开隔离开关和离合器，采煤机停止工作或检修时，先切断电源，并打开其磁力起动器的隔离开关。启动采煤机前，先巡视采煤机四周，确认对人员无危险后，方可接通电源。

　　（4）采煤机割煤时，应严格按采煤机安全操作规程的要求进行操作。

　　2、挂顶梁支护

　　首先进行敲帮问顶，处理顶帮的活煤（矸）等隐患，挂梁时可先隔一挂一，然后尽快补全，要求一梁两背板（背板长约0.8～1.0m，宽度为120～150mm，厚约40～50mm），平板销插紧，必须用铁链挂在梁上。保证顶梁全部补挂完成后，才可再次割煤。

　　3、装煤运煤

　　挂梁后，装煤工即可在各自的分段范围内进行装煤，装煤时要在铰接顶梁全部挂好，临时点柱隔一打一的情况下才能进行。装煤过程中，要经常处理煤壁的片帮，处理不了的要在隐患处立即打上贴帮柱，正常情况下每隔3米要打一根贴帮点柱防止片帮。特大块炭要进行破碎，要确保所在范围内煤装净，底板平，煤壁直。采用煤溜运煤。

　　4、移溜

　　工作面煤装完、浮煤清理干净后即可移溜，推溜时由机尾向机头方向顺序进行，禁止由机头机尾两端向中间移溜，移溜时弯曲段长为9～12m，移溜后在机头机尾各支两根压机柱，整部煤溜移过以后要保持平、直、稳。

　　5、打正式支柱

　　移溜后要利用工作面其它备用的单体液压支柱及时在溜子的一侧打上支柱，支柱要打在距铰接梁梁头约25公分（三、五齿之间）处，使梁保持平整，柱距0.6m，排距0.6m，柱要支直，迎山有力。同时为了保证回柱时做到先支后回，根据回柱时的分段，提前对新的切顶线下的支柱进行加打密柱和戗柱，每个分段超前打密集切顶柱应不小于6m，每隔2m留设一个0.5m以上的安全出口。

　　6、回柱放顶

　　回柱为人工分段作业，每一个分段不能小于10m，必须做到先支后回，支密柱超前回柱不少于6m，相邻两段作业要同向回柱，边支边回，严禁由两侧一齐向中间回柱。回柱时，先回戗柱，再回密柱和梁柱，回出的戗柱、梁柱和密柱要继续超前打在第三排切顶柱一侧及其两根梁柱之间形成新的密集切顶柱，打戗柱时保持各一戗一，密柱柱头上带上柱帽，所有支柱必须有3～5度的迎山角。

　　回柱放顶时，必须在工作面本分段的四排支柱完好齐全的情况下方可开始回柱作业，严格做到见四回一。具体操作时将靠近采空区侧一排的戗柱、密柱、梁柱依次回出，按顺序支在新的切顶线下的两根梁中间形成单排密集切顶支柱，支设密集切顶支柱时要保证梁柱、密柱打成一条直线，顶梁要保持平整；遇到不稳定的较破碎顶板时，为了保证支柱的稳定性，要在密集切顶支柱一侧架设一梁三柱的斜撑棚子（戗棚），戗棚回出后要继续戗住下一排密集切顶支柱。

　　第二节采区布置

　　一、移交生产和达到设计能力时的采区数目、位置和工作面生产能力

　　根据该矿现状及本设计开拓布置，矿井达到900kt/a生产能力时，井下共布置2个生产采区，6号煤层一采区和9号煤层一采区，在两个采区内分别布置一个高档普采一次采全高工作面和一个综采一次采全高工作面，其中6号煤层高档普采工作面长度为100m，9号煤层综采工作面长度为150m。

　　工作面生产能力按下式计算：

　　A采=L×I×M×γ×C

　　式中：A采——回采工作面年产量t/a

　　L——工作面年推进度取950/1515m高档普采/综采

　　I——工作面长度100/150m高档普采/综采

　　M——工作面采高0.78/2.58m高档普采/综采

　　γ——煤的容重1.35t/1.40t/m3高档普采/综采

　　C——工作面回采率取0.97/0.95高档普采/综采

　　移交生产及达到设计产量时回采工作面产量

　　6号煤层高档普采工作面生产能力：

　　A普采=950×100×0.78×1.35×0.97=97034t/a

　　9号煤层综采工作面生产能力：

　　A综采=1515×150×2.58×1.40×0.95=779785t/a

　　A采=97034+779785=876819t/a

　　高档普采工作面年推进度950m，年掘进量为2400m。顺槽掘进平均纯煤断面为2.9m2，综采工作面年推进度1515m，年掘进量为3500m。顺槽掘进平均纯煤断面为8.6m2，掘进煤量分别为：

　　A普掘=2400×2.9×1.35=9396t/a

　　A综掘=3500×8.6×1.40＝42140t/a。

　　A掘=9396+42140＝51536t/a

　　则全矿井产量A=876819+51536=928355t/a=928.355kt/a。能够满足矿井900kt/a设计生产能力。

　　其中：

　　6号煤层生产能力为：

　　A6号煤层=A普采+A普掘=97034+9396=106430t/a=106.430kt/a

　　9号煤层生产能力为：

　　A9号煤层=A综采+A综掘=779785+42140=821925t/a=821.925kt/a

　　二、采区尺寸、巷道布置及其联络方式

　　根据矿井开拓布置，矿井达产时共布置两个生产采区，即6号煤层一采区和9号煤层一采区，6号煤层一采区位于铁水沟北断层以南，主斜井井筒落底点以东区域，采区东西约1.2km，南北约0.5km；9号煤层一采区位于副立井井底附近，+1240水平三条大巷以东区域,采区东西约1.1km，南北约0.95km。

　　由于达产时仅靠6号煤层一个工作面无法满足矿井设计产量，所以设计6号和9号煤层同时开采，设计在采区布置中考虑了工作面接替和避免蹬空开采的问题，9号煤层一采区先期开采位置位于6号煤层的不可采区域。

　　9号煤层一采区直接利用矿井胶带大巷、+1240水平轨道大巷和回风大巷进行回采，回采工作面采用双巷布置，即胶带顺槽与运输大巷连接，担负工作面原煤运输和进风任务，回风顺槽与回风大巷连接，并通过联络巷与轨道大巷连接，担负工作面运料、回风任务，从而构成了9号煤层一采区的各生产系统。

　　6号煤层一采区布置3条采区巷道，即采区胶带下山、轨道下山和回风下山。其中胶带下山直接与主斜井胶带机搭接，轨道巷与+1240水平轨道大巷连接，回风下山与矿井回风大巷连接，从而构成了6号煤层一采区的各生产系统。

　　6号煤层普采工作面也采用双巷布置，连接方式同9号煤层综采工作面。

　　大巷间分别有联络巷相通，根据需要安装不同类型的风门。以便于进、回风、运料为原则，大巷同各顺槽分别用联络巷连接。采区巷道布置详见图5-2-1,5-2-2、5-2-3。

　　三、采煤工作面接替

　　初期开采9号煤层一采区及6号煤层一采区，设计初期在9号煤层一采区布置一个综采工作面，在6号煤层一采区布置一个高档普采工作面，工作面的衔接关系见表5—2—1。

　　三、采区煤、矸运输和辅助运输方式、设备及通风、排水系统

　　1、煤炭运输系统

　　9101回采工作面（可弯曲刮板输送机）—→胶带顺槽（转载机、胶带输送机）—→胶带大巷（胶带输送机）—→井底煤仓—→主斜井（大倾角胶带输送机）—→地面生产系统。

　　6101回采工作面（可弯曲刮板输送机）—→胶带顺槽（转载机转载机、胶带输送机）—→胶带下山（胶带输送机）—→胶带机头硐室—→井底煤仓—→主斜井（大倾角胶带输送机）—→地面生产系统。

　　3）掘进煤运输系统

　　掘进工作面通过转载进入矿井运煤系统。

　　表5—2—1采煤工作面接替表

　　2、井下辅助运输

　　1）运矸系统

　　6号煤一采区掘进头矸石（调度绞车牵引矿车）—→轨道巷（调度绞车牵引矿车）—→轨道大巷（+1240水平）（无级绳连续牵引车）—→+1240m水平井底车场—→副立井—→地面—→地面集中排弃。

　　9号煤一采区掘进头矸石（调度绞车牵引矿车）—→轨道大巷（+1240水平）（无级绳连续牵引车）—→+1240m水平井底车场（调度绞车）—→副立井—→地面—→地面集中排弃。

　　2）材料运输系统

　　副立井—→+1240m水平井底车场（调度绞车）—→轨道大巷（+1240水平）（无级绳连续牵引车）—→回风顺槽（调度绞车牵引矿车）—→9101回采工作面。

　　副立井—→+1240m水平井底车场（调度绞车）—→轨道大巷（+1240水平）（无级绳连续牵引车）—→6号煤轨道巷（调度绞车牵引矿车）—→回风顺槽（调度绞车牵引矿车）—→6101回采工作面。

　　3、采区通风系统

　　新鲜风流—→主斜井（副立井）—→胶带胶带（轨道）大巷—→+1240运输巷—→胶带下山、轨道巷—→胶带顺槽—→0601回采工作面（乏风）—→回风顺槽—→回风下山—→回风大巷—→回风立井—→地面（主通风机）。

　　新鲜风流—→主斜井（副立井）—→胶带胶带（轨道）大巷—→胶带顺槽—→9101回采工作面（乏风）—→回风顺槽—→回风大巷—→回风立井→地面（主通风机）。

　　4、采区排水系统

　　6101回采工作面—→胶带顺槽（回风顺槽）—→轨道巷—→+1240轨道大巷—→副立井井底水仓（主排水泵房）—→副立井—→地面（井下水处理系统）

　　9101回采工作面—→胶带顺槽（回风顺槽）—→+1240轨道大巷—→副立井井底水仓（主排水泵房）—→副立井—→地面（井下水处理系统）。

　　达到设计能力时采区工作面特征见表5-2-1。

　　第三节巷道掘进

　　一、巷道断面和支护形式

　　矿井移交及达产时，井下布置6101普采工作面和9101综采工作面。开掘的巷道有：回风大巷、胶带大巷、+1240轨道大巷、6号煤层采区胶带下山、轨道巷、回风下山和各回采工作面顺槽及必要的联络巷。

　　表5-2-1达到设计能力时采区工作面特征表

　　各巷道断面尺寸、断面形式、支护方式，是根据设备、运输、通风、行人、管线布置等的要求确定的，支护方式是根据巷道用途、服务年限、围岩情况及断面大小等因素确定的。

　　本矿井除井底车场巷道、硐室及斜巷，+1240轨道大巷为岩巷外，其余巷道均沿煤层布置。

　　开拓大巷，因其服务年限较长，是矿井的主要巷道，影响面大，设计其断面形式为半圆拱或矩形断面（沿煤层顶板布置时），支护方式采用锚、网、喷支护，锚索补强。

　　工作面顺槽因其服务年限短，为防止煤壁片帮，设计采用矩形断面锚、网支护。

　　采用锚喷支护的巷道，当围岩压力较大，局部破碎地段，可根据实际情况增加锚索以增加巷道的稳定性和安全性。

　　二、巷道掘进进度指标

　　主要掘进工程量是三条大巷、两条采区巷和工作面顺槽。巷道掘进进度指标如下：大巷：200m/月，煤巷：300m/月，开切眼150m/月。

　　三、掘进工作面个数及机械设备配备

　　矿井两个回采工作面生产，在6号煤层中配备二个顺槽普掘工作面，在9号煤层中布置两个顺槽综掘工作面。各煤层中顺槽与大巷交替掘进。并在一定距离内相互贯通。综掘工作面的机械配备详见表5-3-1。普掘工作面的机械配备详见表5-3-2。

　　表5-3-19号煤层综掘进工作面主要机械配备表

　　第六章通风和安全

　　第一节概况

　　一、瓦斯

　　据井田内铁5号孔采取3、9、10号煤层瓦斯样瓦斯测定结果：9、10号煤层的CH4含量为0.06—0.13ml/g·daf，煤层自然瓦斯成份中CH4含量为0.00—3.56%，CO2含量为9.55—52.48%，N2含量为47.52—86.89%，属N2—CO2带；据102号钻孔采取9+10、11号煤层瓦斯样测定结果：CH4含量为0.12-0.17ml/g·daf，煤层自然瓦斯成分中CH4含量为3.17-7.07%，属N2—CO2带；据104号钻孔采取1、6、9+10号煤层瓦斯样测定结果：CH4含量在0.21-3.17ml/g·daf，煤层自然瓦斯成分中CH4含量为10.73-49.73%，均属N2—CH4带。另据井田内铁水沟煤矿和大栅煤矿2005年度开采2号煤层的瓦斯鉴定结果（山西省煤管局晋煤安发[2006]39号文）：

　　铁水沟煤矿瓦斯绝对涌出量为0.34m3/min，相对涌出量为6.99m3/t，县初审为低瓦斯矿井，上年度2004年瓦斯涌出量为0.17m3/min,相对瓦斯涌出量为3.18m3/t，鉴定等级为低瓦斯矿井，2005年瓦斯批复等级为高瓦斯矿井,备注为上年度为高瓦斯矿井，分析原因早年曾出现过高瓦斯，根据2004、2005年度的鉴定应为低瓦斯矿井。

　　井田内大栅煤矿瓦斯绝对涌出量0.29m3/min,相对涌出量4.91m3/min，市审查等级低，2004年度绝对涌出量0.39m3/min,相对涌出量3.7m3/min，鉴定等级低瓦斯矿井，2005年批复高管瓦斯矿井。

　　井田邻近财源煤矿，据长煤局安发[2007]717号文，开采9+10号煤层，井下瓦斯绝对涌出量为0.73m3/min,瓦斯相对涌出量为3.50m3/t，CO2绝对涌出量为0.88m3/min,CO2相对涌出量为4.20m3/t，属低瓦斯矿井,批复等级为低瓦斯矿井。

　　根据地质报告批复，该矿为低瓦斯矿井。河南理工大学2010年7月为该矿编制了《山西金晖隆泰煤业有限公司矿井瓦斯涌出量预测研究报告》，，预测了山西金晖隆泰煤业有限公司一采区、二采区以及后期开采区域6号、9号煤层开采时的矿井最大瓦斯涌出量。预测结果为：金晖隆泰煤业有限公司在开采6号、9号煤层时，最大瓦斯相对用涌出量为4.12m3/t。矿井属于低瓦斯矿井。2010年8月11日，山西省煤炭工业厅以晋煤瓦发【2010】784号文《关于山西金晖隆泰煤业有限公司矿井瓦斯涌出量预测的批复》对该报告进行了批复。

　　矿井达到900kt/a时，矿井瓦斯绝对涌出量为4.12×900000/（330×24×60）=7.80m3/min。根据预测报告矿井瓦斯构成情况，采煤工作面约占75%，普掘进工作面约占5%（2个掘进头，每个头按2.5%计），综掘进工作面约占10%（2个掘进头，每个头按5%计）其他地点约占10%，则采煤工作面瓦斯绝对涌出量5.85m3/min（其中高档普采工作面：5.85×97034/（97034+782565）=0.64m3/min，综采工作面：5.85－0.64=5.21m3/min），每个普掘工作面瓦斯绝对涌出量0.20m3/min，每个综掘工作面瓦斯绝对涌出量0.39m3/min。

　　二、煤尘爆炸危险性

　　井田内铁水沟煤矿2004年2号煤层煤尘爆炸性鉴定结果：火焰长度380mm，最大岩粉用量75%，有爆炸性危险。

　　井田内大栅煤矿2004年山西省煤炭工业局综合测试中心对2号煤层煤尘爆炸鉴定结果：火焰长度大于400mm，加岩粉量为80％，煤尘有爆炸危险性。

　　邻近矿井新超煤业，2008年9月17日，在掘进工作面采取3号煤层样，由国家煤及煤化工产品质量监督检验中心检验结果，煤尘火焰长度为50mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉、煤尘用量为30%，有爆炸危险性。

　　邻近矿井西坡煤业，2008年9月由山西省煤炭工业局综合测试中心对6号煤样鉴定结果：煤尘火焰长度为60mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉、煤尘用量为55%，具有爆炸危险性。

　　邻近矿井新超煤业，2008年9月17日，在掘进工作面采取9+10号煤层样，由国家煤及煤化工产品质量监督检验中心检验结果，煤尘火焰长度为40mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉、煤尘用量为30%，有爆炸危险性。

　　邻近矿井甲义晟煤业，2009年7月15日，在掘进工作面采取11号煤层样，由国家煤及煤化工产品质量监督检验中心检验结果，煤尘火焰长度为50mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉、煤尘用量为25%，有爆炸危险性。详见表6-1-3。

　　三、煤的自然倾向性

　　井田内铁水沟煤矿2004年2号煤层自燃倾向性测试结果：吸氧量为0.6744cm3/g，自燃等级为Ⅱ，倾向性为自燃。井上原煤4—6个月发生自燃。井田内大栅煤矿2004年山西省煤炭工业局综合测试中心对2号煤层自燃倾向性测试结果：吸氧量为0.7659cm3/g，自燃等级为Ⅰ类，即属容易自燃煤层。自燃发火期为90天。

　　邻近矿井新超煤业，2008年9月17日，在掘进工作面采取3号煤层样，由国家煤及煤化工产品质量监督检验中心检验结果，煤的吸氧量为0.36cm3/g，自燃倾向性等级为Ⅲ类，属不易自燃，详见表6-1-1。

　　邻近矿井西坡煤业，2006年9月，由山西省煤炭工业局综合测试中心对6号煤样鉴定结果：煤的吸氧量为0.8608cm3/g，自燃倾向性等级为Ⅰ类，属容易自燃煤层。

　　邻近矿井新超煤业，2008年9月17日，在掘进工作面采取9号煤层样，由山西煤矿矿用安全产品检验中心检验结果，煤的吸氧量为0.7309cm3/g，自燃倾向性等级为Ⅰ类，属容易自燃。

　　邻近矿井甲义晟煤业，2009年7月2日，JYS-5号钻孔采取9、10、11号煤层样，由山西省煤炭地质研究所检验中心检验结果，煤的吸氧量为分别为0.76cm3/g、0.72cm3/g，自燃倾向性等级均为Ⅰ类，属容易自燃煤层。

　　从矿井采样鉴定结果，2号煤层煤的自燃倾向性结果，属自燃到容易自燃，9、10、11号煤层属容易自燃煤层，因此，在生产过程中应加强原煤的管理工作，谨防因煤层的自燃而引发的各类事故。

　　第二节矿井通风

　　一、矿井通风方式及通风系统

　　根据开拓布置和井田范围，矿井通风方式采用中央并列式，通风方法式采用机械抽出式。主斜井、副立井进风，回风立井回风，。

　　二、风井数目、位置、服务范围及服务时间

　　设计先期开采地段共布置三个井筒，即主斜井、副立井、回风立井。主斜井和副立井进风，回风立井回风。先期开采地段三个井筒均位于工业场地内，回风立井服务于先期开采地段，服务年限11.7a。

　　三、掘进通风及硐室通风

　　矿井达到设计生产能力时，共配备两个顺槽综掘进工作面和两个顺槽普掘工作面，均采用压入式局部通风机独立通风，无串联通风。

　　矿井井下采区变电所及爆破材料发放硐室采用独立通风，其余硐室均位于进风侧，为扩散通风。

　　四、矿井风量、风压及等积孔计算

　　1、风量计算

　　依据《煤矿安全规程》和《煤炭工业矿井设计规范》（GB50215-2005）规定，矿井总风量应按井下同时工作的最多人数每人每分钟供给风量不得少于4m3和采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量总和的最大值选取。

　　⑴按井下同时工作的最多人数计算

　　Q＝4NK

　　式中：

　　Q——矿井总供风量，m3/min；

　　N——井下同时工作的最多人数，按交接班人数：88×2=176，取176人；

　　4——每人每分钟供风标准，m3/min；

　　K——矿井通风系数，包括矿井内部漏风和分配不均匀等因素，取1.2。

　　则Q＝4NK＝4×176×1.2＝844.8m3/min＝14.08m3/s

　　⑵按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需风量计算

　　矿井需要的风量按下列要求分别计算，并选取其中的最大值：

　　Qra≥（∑Qcf＋∑Qhf＋∑Qur＋∑Qsc＋∑Qrl）·kaq

　　式中Qra——矿井需要风量，m3/s；

　　Qcf——采煤工作面实际需要风量，m3/s；

　　Qhf——掘进工作面实际需要风量，m3/s；

　　Qur——硐室实际需要风量，m3/s；

　　Qsc——备用工作面实际需要风量，m3/s；

　　Qrl——其他用风巷道实际需要风量，m3/s；

　　kaq——矿井通风需风系数，取1.20。

　　1）采煤工作面实际需要风量的计算

　　每个采煤工作面实际需要风量，按工作面气象条件、瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、人员和爆破后的有害气体产生量等规定分别进行计算，取其中最大值。

　　A.按气象条件计算

　　Qcf＝60×70%×vcf×Scf·kch·kcl

　　式中：

　　vcf——采煤工作面的风速，按采煤工作面进风流的温度取，1.5m/s；

　　Scf——采煤工作面的平均有效断面积，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算，6号煤层高档普采：（2.6+3.2）/2×0.78=2.26m2；9号煤层综采：（4.2+4.8）/2×2.58=11.61m2；

　　kch——采煤工作面采高调整系数，取1/1.1；

　　kcl——采煤工作面长度调整系数，取1/1.2；

　　70%——有效通风断面系数；

　　60——为单位换算产生的系数。

　　6号煤层高档普采：Qpcf＝60×70%×1.5×2.26×1.0×1.0＝142.38m3/min＝2.37m3/s。

　　9号煤层综采Qzcf＝60×70%×1.5×11.61×1.1×1.2＝965.49m3/min＝16.09m3/s。

　　B.按瓦斯涌出量计算

　　Qcf＝100·qcg·kcg

　　式中：

　　qcg——采煤工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量，m3/min；高档普采工作面：5.85×97034/（97034+782565）=0.64m3/min，综采工作面：5.85－0.64=5.21m3/min。

　　kcg——采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，1.4；

　　100——按采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1％的换算系数；

　　6号煤层高档普采：Qcf＝100×0.64×1.4＝89.6m3/min＝1.50m3/s

　　9号煤层综采：Qcf＝100×5.21×1.4＝729.4m3/min＝12.16m3/s

　　C.按二氧化碳涌出量计算

　　Qcf＝67·qcc·kcc

　　式中

　　qcc——采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，m3/min；井田邻近财源煤矿，据长煤局安发[2007]717号文，开采9+10号煤层，井下相对CO2涌出量为4.20m3/t。

　　矿井二氧化碳绝对涌出量为4.2×900000/（330×24×60）=7.95m3/min。根据矿井瓦斯及二氧化碳构成情况，回采工作面约占75%（掘进工作面约占15%，四个掘进头，两个普掘头按均2.5%计，两个综掘头均按5%），其他地点约占10%，采煤工作面二氧化碳绝对涌出量为5.96m3/min，其中：高档普采工作面：5.96×97034/（97034+782565）=0.65m3/min），综采工作面：5.96－0.65=5.31m3/min。每个普掘工作面二氧化碳绝对涌出量为0.20m3/min，每个综掘工作面二氧化碳绝对涌出量为0.40m3/min，。

　　kcc——采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，1.4；

　　67——按采煤工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5％的换算系数。

　　6号煤层高档普采：Qcf＝67×0.65×1.4＝60.97m3/min＝1.0m3/s

　　9号煤层综采：Qcf＝67×5.31×1.4＝498.08m3/min＝8.30m3/s

　　D.按工作人员数量验算

　　Qcf≥4Ncf

　　式中Ncf——采煤工作面同时工作的最多人数，人；

　　4——每人需风量，m3/min。

　　Qcf≥4×30≥120m3/min＝2m3/s

　　按以上计算结果取最大值，即

　　6号煤层高档普采：Qpcf＝2.37m3/s,取Qpcf＝3m3/s。

　　9号煤层综采Qzcf＝16.09m3/s,取Qzcf＝17m3/s。

　　E.按风速进行验算

　　验算最小风量：Qcf≥60×0.25Scb

　　式中

　　Scb——采煤工作面最大控顶有效断面积，m2，

　　6号煤层高档普采面：

　　Spcb＝lcb×hcf×70%＝3.2×0.78×0.7＝1.75m2；

　　9号煤层综采面：

　　Szcb＝lcb×hcf×70%＝4.8×2.58×0.7＝8.87m2；

　　lcb——采煤工作面最大控顶距，m；

　　hcf——采煤工作面实际采高，m；

　　0.25——采煤工作面允许的最小风速，m/s；

　　6号煤层高档普采面：

　　Qpcf≥60×0.25×2.18＝32.7m3/min＝0.55m3/s

　　9号煤层综采面：

　　Qzcf≥60×0.25×8.87＝133.5m3/min＝2.22m3/s

　　b）验算最大风量：Qcf≤60×4.0Scs

　　式中

　　Scs——采煤工作面最小控顶有效断面积，m2。

　　6号煤层高档普采面：

　　Spcs＝lcs×hcf×70%＝2.6×0.78×0.7＝1.42m2；

　　9号煤层综采面：

　　Szcs＝lcs×hcf×70%＝4.2×2.58×0.7＝7.59m2；

　　lcs——采煤工作面最小控顶距，4.8m；

　　70%——有效通风断面系数；

　　4.0——采煤工作面允许的最大风速，m/s；

　　Qpcf≤60×4.0×1.53＝367.2m3/min＝6.12m3/s

　　Qzcf≤60×4.0×7.59＝1821.6m3/min＝30.36m3/s

　　满足风速要求。

　　根据上述计算,按工作面适宜温度计算的风量最大,故该矿井一个综采工作面需要风量取17m3/s，一个普采工作面需要风量取3m3/s工作面需要风量Qcf=17+3=20m3/s，取20m3/s。

　　F.备用工作面实际需要风量，应满足瓦斯、二氧化碳、气象条件等规定计算的风量，且最少不应低于采煤工作面实际需要风量的50%。

　　Qsc=0.5×Qcf=0.5×20=10m3/s。

　　2）掘进工作面实际需要风量的计算

　　每个掘进工作面实际需要风量，应按瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、人员、爆破后的有害气体产生量以及局部通风机的实际吸风量等规定分别进行计算，然后取其中最大值。

　　A.按照瓦斯涌出量计算

　　Qhf＝100·qhg·khg

　　式中qhg——掘进工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量，综掘工作面瓦斯绝对涌出量为1.43m3/min；

　　khg——掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，2.0；

　　100——按掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1％的换算系数；

　　普掘：Qhf＝100×0.20×2.0＝40m3/min＝0.67m3/s

　　综掘：Qhf＝100×0.39×2.0＝78m3/min＝1.30m3/s

　　B.按照二氧化碳涌出量计算

　　Qcf=67·qhc·khc

　　式中

　　qhc——掘进工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，1.36m3/min；

　　khc——掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，2.0；

　　67——按掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5％的换算系数。

　　普掘：Qcf＝67×0.20×2.0＝26.8m3/min＝0.45m3/s

　　综掘：Qcf＝67×0.40×2.0＝53.6m3/min＝0.89m3/s

　　C.按局部通风机实际吸风量计算

　　Qaf＝Qaf·I+60×0.25Shd

　　式中

　　Qaf——局部通风机实际吸风量，设计选用KDF-6.3型局部扇风机，功率为2×15KW风量为450-230m3/min的局部通风。

　　I——掘进工作面同时通风的局部通风机台数，1台；

　　0.25——有瓦斯涌出的岩巷，半煤岩巷和煤巷允许的最低风速；

　　Shd——局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，12.88m2。

　　Qaf＝300×1＋60×0.25×12.88＝493m3/min＝8.2m3/s

　　D.按工作人员数量验算

　　Qaf≥4Nhf

　　式中Nhf——掘进工作面同时工作的最多人数，人；

　　4——每人需风量，m3/min。

　　Qaf≥4×20＝80m3/min＝1.33m3/s

　　按以上计算结果取最大值，即Qcf＝8.2m3/s。

　　E.按风速进行验算

　　a）验算最小风量：

　　Qaf≥60×0.25Shf＝60×0.25×12.88＝193.2m3/min＝3.22m3/s

　　b）验算最大风量：

　　Qaf≤60×4.0Shf＝60×4.0×7.68＝1843.2m3/min＝30.72m3/s

　　式中

　　Shf——掘进工作面巷道的净断面积，m2。

　　满足风速要求。

　　根据上述计算得知，按局部通风机吸入量计算的风量最大。

　　矿井设计达产时配备两个综掘工作面及两个普掘工作面，顺槽掘进和大巷掘进交替进行，考虑到停风不停掘，设计考虑一个备用面，因此，掘进工作面总风量为：

　　∑Q掘=8.2×5=41m3/s。

　　3）硐室需风量计算

　　矿井独立通风硐室采区变电所及爆破材料发放硐室，各配风3.0m3/s，则：∑Q硐=6.0m3/s。

　　4）其他用风巷道实际需风量计算

　　按实际用风地点计算，∑Qrl＝14m3/s，

　　故由以上计算可得矿井总风量为：

　　Qra≥（20.0＋10.0＋41＋6＋14）×1.2＝109.2m3/s，取Qra=110m3/s。

　　2、风量分配

　　矿井总进风量110m3/s，其中主斜井进风50m3/s，副立井进风60m3/s。

　　将矿井总进风量分配到井下各用风地点，具体配风详见表6-2-1。

　　表6-2-1矿井风量分配表

　　3、矿井通风负压计算

　　矿井通风负压采用下式计算：

　　h=Σ（α·L·P·Q2/S3）+h局

　　式中：h——矿井通风总阻力，Pa；

　　α——井巷摩擦阻力系数，N·s2/m4；

　　L——井巷长度，m；

　　P——井巷净断面周长，m；

　　Q——通过井巷的风量，m3/s；

　　S——井巷净断面面积，m2；

　　h局——局部阻力，h局=15%·h，Pa。

　　根据矿井采区布置，按矿井通风容易时期和困难时期通风阻力最大路线分别计算矿井通风负压，并分别计入15％的局部阻力。

　　经计算，矿井总进风量为110m3/s，通风容易时期负压为802.37Pa，通风困难时期负压为973.99Pa。

　　通风负压计算见表6-2-2、表6-2-3。通风系统图见图6-2-1、表6-2-2。

　　4、矿井等积孔计算

　　矿井等积孔采用下式计算：

　　A=1.19Q/h0.5

　　式中：A－－等积孔，m2；

　　Q－－风量，m3/s；

　　h－－矿井通风总阻力，Pa。

　　经计算，矿井通风容易时期为4.62m2，属通风小阻力矿井；困难时期等积孔为4.19m2，属通风小阻力矿井。

　　五、通风设施、防止漏风和降低风阻措施

　　1、矿井通风设施的设置

　　1）在主要进、回风巷道之间的联络巷中设置了双道双向风门，以免风流短路。

　　2）在独立通风硐室的回风道中和进风、回风巷道的尽头联络巷中设置了调节风门，以控制通风风量。

　　3）在主要风巷中，均建立测风站，以便正确测定风量。

　　2、防止漏风和降低风阻的措施

　　1）在开拓巷道的进、回风巷道间，留有30m宽的隔离煤柱，防止了裂隙处漏风；回采工作面上、下隅角密布风帘，有效阻止了采空区漏风；通风设施受采动影响后及时修复，减少通风构筑物处漏风。

　　2）回风立井，风硐等地面建筑需严实，经常检修，以防漏风。

　　3）各进、回风联络巷中的风门、调节风门等通风设施要经常维护，保持完好，经常检查风门的关闭情况。

　　4）尽量减少局部阻力，开掘巷道时积极采用光爆锚喷技术，主要进、回风巷道中不要长期堆放物料和存放矿车。

　　5）适当加大了井巷净断面积，优化了井巷支护形式，尽量减少了主要通风巷道的断面变化及弯道。

　　第三节灾害预防及安全装备

　　一、预防瓦斯灾害的一般性措施

　　1、通风是防止瓦斯积聚的有效方法。矿井通风必须做到有效、稳定和连续不断，保证井下空气成分必须符合《煤矿安全规程》第一百条的要求，井下巷道中的风流速度符合《煤矿安全规程》第一百零一条的要求。使采掘工作面和生产巷道中瓦斯浓度符合《煤矿规程》有关规定，及时处理局部积存的瓦斯。如回采工作面上隅角、冒落空硐等。

　　矿井必须建立完善的瓦斯、二氧化碳和其它有害气体检查制度，所有采掘工作面的瓦斯浓度每班至少应检查3次。所有采掘工作面的二氧化碳浓度每班至少应检查2次。一经发现问题，立即处理，将事故消灭在萌芽状态。

　　采取有效措施及时处理局部积存的瓦斯，特别是回采工作面上隅角等地点应加强检测与管理。不用的巷道及时封闭。

　　2、掘进工作面配备双风机、双电源、自动切换，并设专人负责管理，正常工作的局部通风机配备三专供电。风机设置位置以及巷道配风量应注意避免循环风。局扇的运行严格按照煤矿安全规程的要求管理。

　　3、防止瓦斯引燃：严格控制生产中可能引火的热源，杜绝明火。

　　4、瓦斯监控系统：在回采工作面、掘进工作面设置瓦斯传感器，监测风流中的瓦斯动态，并将信息及时传送到地面监控室。当瓦斯浓度超限时，及时自动切断电源。此外配备完善的个体检测设备。

　　5、当接近小窑或采空区时，要加强瓦斯检查与监测工作，留设保护煤柱，避免与小窑或采空区贯通。当与小窑或采空区发生贯通时，应迅速撤出人员，采用适当通风方式排出采空区瓦斯，避免有毒有害气体伤人事故。

　　6、防止爆炸事故灾害扩大：回风井井口设置防爆门，以防冲击波毁坏风机。井下建立完善的隔爆设施，设计在回采工作面顺槽、掘进工作面、采区准备巷道均设置隔爆水袋棚。

　　总之，本矿井是低瓦斯矿井，但在建设和生产过程中要引起足够重视，严格执行《煤矿安全规程》的有关规定。采取一切必要的预防措施，避免灾害事故的发生。

　　二、预防煤尘爆炸的措施

　　井下主要产尘点有采掘工作面，运煤系统转载点以及胶带输送机巷道等运输过程中产生矿尘。为了保证职工的身体健康，降低职业病的发生率，给井下工人创造一个良好的工作环境，本设计采取了以下防尘、降尘的措施:

　　1、煤层预注水：采煤工作面配备煤层注水设备，对煤层进行采前预注水。采用工作面超前动压注水工艺，选用较先进的长钻孔煤层注水方式，即在回采工作面顺槽内超前工作面一个月的推进度，垂直煤壁，打长钻孔的注水方式，注水水源由井下消防洒水管网供给。

　　2、湿式作业：在矿井生产过程中，掘进时应采取湿式钻眼、水炮泥，放炮前后喷雾洒水、冲洗煤壁等。

　　3、通风除尘：搞好采掘工作面的通风，防治悬浮粉尘积累，在掘进工作面配备掘进通风除尘器。按《煤矿安全规程》规定，严格控制进回风巷道的风速，防止煤尘飞扬。

　　4、粉尘监测：矿井配备防尘人员，配备粉尘采样器，粉尘预捕集装置，呼吸性粉尘测定仪等化验检测设备，在矿井生产期间及时对井下粉尘进行监测和化验。

　　5、个体保护：所有接触粉尘作业人员均配备防尘口罩，进行个体保护。

　　6、井下设有完善的防尘洒水系统。在井筒与井底车场连接处，爆破材料发放硐室、主变电所等附近，设置消火栓。

　　7、定期清洗和冲洗井下巷道中聚集的煤尘，并在主要巷道周壁喷洒石灰水。

　　8、在井底车场、轨道大巷、运输大巷、回采工作面顺槽、掘进巷道工作面设置净化风流水幕装置。

　　9、煤仓、输送机和其它煤炭转载地点必须敷设防尘供水管路，并安设支管和阀门，配备喷雾洒水装置或设置除尘器，并保持喷雾洒水系统的完好性，作业时进行喷雾降尘或用除尘器除尘。

　　10、定期在转载点等产尘地点撒岩粉稀释生产过程中产生的煤尘。

　　11、设置隔爆水棚。

　　三、预防井下火灾的措施

　　（一）内因火灾防治

　　根据邻近矿井资料；该矿各煤层属于容易自燃煤层，根据地方煤矿特点及防灭火经验，矿井具有完善的自燃火灾防治系统及措施：主要配置KYSC-1型矿井移动式束管采样系统对煤层自然发火进行采样监测；矿井初期布置两个采煤工作面，综采一次采全高开采9号煤层一采区9101工作面，高档普采一次采全高开采6号煤层一采区6101工作面，设计采用阻化剂防灭火、采空区灌浆防灭火系统。

　　设计在工作面设自燃发火观测点，并建立监测系统，建立自燃发火预测预报制度。

　　矿方生产过程中必须先确定煤层自燃发火的标志性气体及采空区“三带”划分，为有效开展自燃发火预测预报工作提供依据。

　　9号煤综采工作面，日进度5.4m/天，6号煤普采工作面，日进度3.6m/天，矿方生产过程中必须先确定煤层自燃发火的标志性气体及采空区“三带”划分，计算出采空区可能发生自燃的极限推进速度。如大于采空区自燃的安全推进速度时，不会发生采空区自然发火，可采取及时密闭工作面及采区。日进度（3.6m/天）小于采空区自燃的安全推进速度及日推进度减慢时，必须采取如下防火及灭火措施。

　　1、阻化剂防灭火（防火）

　　(1)阻化剂防火原理

　　阻化剂大都是吸水性很强的溶液，当它们附着在易被氧化的煤体表面时，吸收了空气中的水分，在煤体表面形成了含水液膜，从而阻止了煤与氧的接触，起到了隔氧阻化作用；同时水在蒸发时吸收热量，使煤体降温，从而抑制煤的自热和自燃，延长自然发火期的作用。

　　(2)阻化剂选择

　　①原料来源广泛，价格便宜，制备、使用方便，不会大幅增加采煤成本；

　　②对人、设备及正常生产无影响；

　　③具有较好的渗透性和附着性；

　　④阻化率高，阻化寿命长。

　　目前，我国常使用的阻化剂有水玻璃(Na2O·nSiO2)、氢氧化钙Ca(OH)2、工业CaCl2及卤块(工业MgCl2)等。其中水玻璃模数n严格要求在1～2之间，且其成本较高，吨煤成本高；氢氧化钙溶解度较小，和水混合而成是混浊液，且碱性强，具有很强的腐蚀性，对注液设备的防腐蚀性要求高，又因为其溶液是颗粒悬浮状混浊液，颗粒大小对使用泵和封孔器的正常运行产生影响；而工业CaCl2来源广、供应稳定、成本低，故选用工业CaCl2作为阻化剂。

　　(3)阻化剂浓度确定

　　阻化剂浓度的合理性是降低成本、提高阻化效果的重要方面。根据国内矿井使用效果来看，20%的溶液阻化率较高，阻化效果较好；10%的阻化液也能防火，但阻化率有所下降，因此，阻化剂浓度控制在15%～20%之间，一般不小于10%，可暂定把浓度控制在20%，以后根据实际的阻化效果进行适当调整，并采用重量法进行浓度测定。

　　(4)阻化剂防火系统选择

　　目前我国煤矿常用永久式、半永久式和移动式三种喷洒压注系统。

　　移动式喷洒压注系统：储液箱和注液泵安装在平板车上，放置在采煤工作面的平巷中，距工作面30m左右，经过输液管路将阻化剂输送到工作面进行喷洒，该系统工艺简单、施工快、投资小、机动性大。因此，选用移动式阻化剂喷洒压注系统，在采煤工作面向采空区的遗煤喷洒阻化液防止煤炭自燃。

　　(5)阻化剂防火装备

　　液压泵是阻化剂防火技术中的关键设备，BH-40/2.5型煤矿用液压泵体积小，重量轻，运输携带方便，尤其对于井下自然条件较差，设备和人员运行不方便，难以运进较大设备的地点最为合适。该泵可用喷枪直接向残煤喷射阻化剂，又可利用雾化喷头喷雾，还可用于向煤体压注阻化剂。其主要技术规格如下：

　　型式：煤矿井下轻便型担架式；

　　外形尺寸：(长×宽×高)1500×360×450mm；

　　转速：700～800r/min；

　　额定流量：40L/min；

　　工作压力：1～2.5MPa；

　　电压：380/660V；

　　功率：2.2kW

　　(6)阻化剂防火工艺

　　在工作面轨道巷适当位置(尽量靠近工作面)放置两辆矿车作为阻化剂药箱，交换使用，按需浓度(20%)将工业CaCl2倒入1吨矿车内，用临时供水管路按比例加足清水，配成溶液搅拌均匀后，用BH-40/2.5型煤矿用液压泵(置于平板车上)将阻化液沿顺槽和大溜电缆槽下方铺设(每20m安一三通接一截止阀)的φ25mm高压胶管压至工作面，与φ13mm的胶管和喷枪相连。一台泵配一支喷枪，由专人手持喷枪，从支架间隙向采空区喷洒，每间隔5组支架喷一次，每次喷洒至少6min，流量不小于35L/min。正常回采期间每班喷洒一次，安排在检修班工作面放顶后进行，如遇停产、过断层、收尾等情况时，必须对采空区加大喷洒频率。喷洒系统工艺图如下图所示。

　　式中:V——采煤工作面一次喷洒阻化剂的药液量，m3；

　　K1——易自燃部位药液喷洒加量系数，一般取1.2；

　　K2——采空区遗煤容重(按采区遗煤煤样实测)，t/m3；

　　L——工作面长度，m；

　　S——一次喷洒宽带，m；

　　H——遗煤厚度，m；

　　A——遗煤吸药量，(在采空区采取煤样，由试验确定)，t/t；

　　γ——阻化液容重，t/m3。

　　2、灌浆防灭火（灭火）

　　《煤矿安全规程》规定，开采容易自燃和采用放顶煤开采的自燃的煤层时，必须对采空区、突出和冒落空洞等孔隙采取预防性灌浆等防灭火措施。

　　预防性灌浆就是将水、浆材按适当比例混合，配制成一定浓度的浆液，借助输浆管路输送到可能发生自燃的区域，用以防止煤炭自燃，是使用最为广泛、效果最好的一种技术。

　　(1)灌浆系统

　　目前灌浆使用的浆液的制备主要有水力制备和机械制备两种方法。水力制备是利用高压水枪冲刷松散的粘土层使水土混合形成泥浆，是一种操作较为简单的制浆方式，但浆液浓度难以保证，防火效果差；机械制浆是按照一定的比例将制浆材料和水送入搅拌池，经搅拌机搅拌，输入注浆管路送至井下，但目前的灌浆系统普遍存在易堵管、输浆力度小、浆材要求高、投资大等不足。山西省安全工程技术研究中心开发的KDZS-1型多功能煤矿防灭火灌浆系统选用移动式轻型设备、多组浆池协同灌浆、经过滤后有多个输浆出口，可用黄土、粉煤灰等多种灌浆材料，具有设备简单、投资少、建设速度快、输浆力度大、防冻等优点。

　　本次设计在地面设KDZS-1型多功能煤矿防灭火灌浆系统一套，为全矿灌浆服务，灌浆方法采用随采随灌，即随采煤工作面推进的同时向采空区灌注浆液。在灌浆工作中，灌浆与回采保持有适当距离，以免灌浆影响回采工作。

 

　　灌浆站建设：地面建2个搅拌池和1个注浆池(注浆池设在较低的水平)，池深和直径均为2m，池体用砖砌筑水泥抹面或用钢板焊接，其上固定搅拌器。搅拌池底部留有出料口，在浆液流入注浆池前设双层过滤筛子(孔径为10mm)，搅拌池及注浆池侧面设800mm×800mm×2000mm下液泵坑两个，各安设离心式液下泥砂泵2台。灌浆站布置如图6-3-2所示。

　　(2)灌浆方法

　　预防性灌浆方法有多种，根据采煤与灌浆先后顺序关系可分为：采前预灌、随采随灌和采后灌浆。

　　采前预灌就是在煤未开采之前即对煤层进行灌浆，适用于老空区过多、自然发火严重的矿井；随采随灌就是随着采煤工作面推进的同时向采空区灌浆，主要有钻孔灌浆、埋管灌浆和洒浆，能及时将顶板冒落后的采空区进行灌浆处理；采后灌浆就等回采结束后，将整个采空区封闭起来后进行灌浆。为了保证及时、简便处理处理自燃隐患，设计采用埋管灌浆法。

　　采用埋管灌浆法，在放顶前沿回风巷在采空区预先铺好灌浆管(一般预埋10～20m钢管)，预埋管一端通采空区，一端接胶管，胶管长一般为20～30m，灌浆随工作面的推进，用回柱绞车逐渐牵引灌浆管，牵引一定距离灌一次浆，要求工作面采空区能灌到足够的泥浆。

　　1-预埋注浆管；2-高压胶管；3-灌浆管；4-回柱绞车；5-钢丝绳；6-采空区

　　(3)灌浆参数的选择

　　①浆液的水固比选择

　　泥浆的水固比是反映泥浆浓度的指标，是指泥浆中水与固体浆材的体积之比。水固比的大小影响着注浆的效果和泥浆的输送。泥浆的水固比越小，则泥浆浓度越大，其粘度、稳定性和致密性也越大，包裹遗煤隔离氧气的效果也越好，但同时流散范围也越小，输浆管路容易堵塞；水固比大，则输送相同体积的土所用的水量大，包裹和隔绝效果不好，矿井涌水量增加，在工作面后方采空区灌浆时容易流出而恶化工作面环境。浆液的水固比应根据泥浆的输送距离、煤层倾角，灌浆方式及灌浆材料和季节等因素通过试验确定，一般情况下为4:1，冬季为5:1。

　　②日灌浆所需浆材量

　　式中Q材——日灌浆所需浆材量，m3/d；

　　m——煤层采高，m；

　　L——工作面日推进度，m；

　　H——灌浆区倾斜长度，m；

　　C——回采率，%；

　　K——灌浆系数，为灌浆材料的固体体积与需要灌浆的采空区容积之比，一般取0.05～0.15。

　　③日制浆用水量

　　式中Q水1——制浆用水量，m3/d；

　　δ——水固比。

　　④日灌浆用水量

　　式中：Q浆2——每小时灌浆量，m3/h；

　　n——每日灌浆班数，班/d；

　　t——每班纯灌浆时间，h/班。

　　⑦每小时最大灌浆量

　　考虑到今后生产规模扩大和煤层发火不确定等因素，灌浆主管路按目前所需能力的1.5倍设计，则每小时最大灌浆量为：

　　式中：Q浆max——每小时最大灌浆量，m3/h。

　　需要说明的是：灌浆系统的灌浆系数、水土比等各项参数在实际生产中必须根据煤层发火情况、输送距离、煤层倾角、灌浆方式及灌浆材料和季节等因素通过实验确定，以确保灌浆效果和生产的安全。

　　⑧工作制度：与矿井工作制度相匹配，但需注意以下原则：

　　灌浆工作是与回采工作紧密配合进行。设计灌浆为三班灌浆，每天灌浆时间为10h，若矿井自燃发火严重，且所需灌浆的工作面较多，宜采用四班灌浆，每天灌浆时间为15h。

　　(4)灌浆材料的选择

　　①颗粒要小于2mm，而且细小颗粒(粘土：≤0.005mm者应占60～70％)要占大部分。

　　②主要物理性能指标

　　比重为：2.4～2.8t/m3

　　塑性指数为9～11(亚粘土)

　　胶体混合物(按MgO含量计)为25～30％：

　　含砂量为25～30％，(颗粒为0.5～0.25mm以下)

　　容易脱水和具有一定的稳定性。

　　③不含有可燃物

　　目前常用的灌浆材料有黄土、粉煤灰等。与黄土相比，粉煤灰的粒度较粗，但体积密度小。就注浆灭火而言，粉煤灰质轻，颗粒表面具有一定光滑度，容易搅拌成浆，便于管道输送。注入火区后流动性、稳定性较好；粉煤灰具有一定的火山活性，其密封性能较好；粉煤灰亲水性差，粒度又大于黄土，注浆后浆体达到静态时脱水快，并随着水的泄流带走一部分热量。因此粉煤灰用于注浆灭火，可以起到隔绝、包裹、降温作用。另外，使用粉煤灰，既处理了废料，又有利于环保。

　　(5)灌浆管路的选择

　　①灌浆管路布置

　　回采面采空区是该矿灌浆重点区域，因此，灌浆主管路应针对回采面进行铺设，其它地点的灌浆，则根据需要从主管路上分叉连接。

　　从副井由地面灌浆站铺设一趟管路至回采面，管路铺设路线为：

　　地面灌浆站→主斜井→轨道大巷→采区轨道巷→工作面

　　②灌浆管道

　　主要灌浆干直径是根据管内泥浆的流速来选择。在设计中，泥浆给定后，先确定泥浆在管道中流动的临界流速，再求出泥浆的实际工作流速，使之大于临界流速即可。

　　实际工作流速：

　　式中：v——管道内泥浆的实际工作流速，m/s；

　　Q浆max——小时灌浆量，m3/h，

　　d——管道内径，m。取108mm

　　该实际工作流速处于临界流速最大值(泥浆钢管的临界流速通常为1～4m/s)，可满足工程需要。

　　地面灌浆管道一般选用铸铁管；井下灌浆管道采用无缝钢管，其钢管直径取108mm；支管直径取75mm；；工作面管道直径取4寸胶管。

　　(6)制浆的主要设备见表6-3-3，灌浆系统布置如下图6-3-4所示：

　　(二）外因火灾防治

　　1、及时清理可燃物，井下使用的棉纱头、布块、各类油料以及巷道内的废坑木及时清理出井。

　　2、加强用电管理，井下所有电气设备的选择、安装与使用应严格遵守有关规定，并应正确使用各类安全保护装置，防止电流过负荷而引起火灾。

　　3、加强生产中的安全管理，井下运输过程中注意防跑车砸坏电缆，生产中应注意冒顶等外力损坏电缆及电气设备。

　　4、井下设置消防材料库，并经常保证有足够的消防材料。主变电所、主水泵房等采用不燃性材料支护，并设置防火门，配备灭火器。井底车场和采掘工作面附近巷道中设置消防材料，供扑灭火灾之用。

　　5、井下设置完备的消防洒水系统和消火栓。

　　6、胶带机着火的防治措施及装备

　　1）在主斜井、上仓巷、运输大巷、+1240运输巷、一采区运输巷带式输送机巷道沿线敷设有消防洒水管路，每隔50m设置三通，便于消防洒水。

　　2）带式输送机机头前后20m的巷道优先采用锚喷或锚杆网锚索等不燃性材料支护。井下消防材料库配备了足够的扑灭带式输送机火灾的消防器材。

　　3）在带式输送机机头、机尾各设1台DMH型自动洒水灭火装置，水源取自井下消防洒水供水系统。

　　4）井下带式输送机采用阻燃抗静电胶带，必须按MT147-95标准要求设置，井下带式输送机各种电气元件均隔爆，滚筒、衬垫及非金属材料均阻燃并抗静电，必须符合MT147-95要求，并设置了《煤矿安全规程》要求的所有保护装置。

　　5）井下带式输送机配备有功能完善的综保监控装置，集控制、通讯、信号及各种保护为一体，具有打滑、烟雾、温度、堆煤、跑偏、急停等保护功能

　　7、防止地面明火引发井下火灾的发生

　　1）井口房采用不燃性材料建筑，主斜井、副立井的井口设有防火门，同时井口房设防火装置，均可及时阻止地面明火入井；在井口房严禁采用可燃性材料搭设临时操作间、休息间。

　　2）工业广场内的进、回风井井口20m内严禁烟火，不得有烟火或用火炉取暖，暖风道和压入式通风的风硐必须用不燃性材料砌筑，并应至少装设2道防火门，同时严禁携带明火下井。

　　3）井口房内不得从事电焊、气焊和喷灯焊接等工作，如必须在井口房内进行电焊、气焊和喷灯焊接等工作，必须严格按《煤矿安全规程》规定执行。

　　4）地面设有消防材料库，有轨道直达井口，按规定配备了消防器材，消防材料库储存的材料、工具的品种和数量要定期检查和更换；材料、工具不得挪作他用

　　8、加强职工教育，要使全体职工从思想上高度重视防火的重要性，自觉执行各项有关规定。

　　四、预防井下水灾的措施

　　根据地质报告，目前在2号、3号煤层采空范围内均有一定量的积水，因此，在开采过程中，应加强对采空区积水的观察和排放工作。每个掘进工作面配备一部探水钻机。

　　1、矿井开拓开采所采取的安全保证措施。

　　1)每年汛期前必须将井口周围的导水沟渠挖好疏通，并由专人负责。

　　2)必须经常检查井田地表是否存在导水裂隙或其它导水通道，发现裂隙及其它导水通道，应及时将其回填封实。

　　3)必须随时观察井下各种涌水现象，做好常规矿井水文地质工作。

　　4)必须经常了解相邻矿井开采情况，掌握其采空范围，涌(积)水情况、防止越界开采，造成巷道相互贯通，采空区积水涌入矿井，造成涌(突)水事故的发生；一旦发现煤壁发潮、有水锈等透水预兆,立即采取措施，严防突水及事故的发生。

　　5)井下开拓巷道尽量减少对煤层底板的破坏。

　　6)主水泵房通道内设置了密闭门，防止万一井下发生突水时不致危及主排水泵房。

　　7)对采掘进工作面配备了探水钻机，生产建设中时遵循“有掘必探，先探后掘、先治后采”的原则。

　　8)井下配备了小水泵，用以排除巷道积水,确保良好的劳动环境。

　　9)采空区井田边界均留设保安煤柱。

　　2、防治水煤（岩）柱的留设

　　在小窑、老空区、采空区和井田边界处，留足防隔水煤（岩）柱。防水煤（岩）柱尺寸要根据具体情况，经计算确定。防水煤（岩）柱一经留设即不得破坏，严禁在各种防隔水煤（岩）柱中采掘。

　　大断层对本次设计各号煤层开采构成影响。要尽快查清断层的导水性，要严格执行探放水制度，严格落实“预测预报，有掘必探，先探后掘，先治后采”的原则。

　　3、区域、局部探放水措施及设备

　　探放水原则

　　1)采掘工作面必须坚持“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采”的原则。

　　凡遇到下面情况都必须停止掘进，进行探水：

　　(1)掘进工作面接近被淹井巷或有积水的小窑、老空；

　　(2)在边探边掘区内掘进时，掘进长度达到允许掘进长度；

　　(3)采掘工作面发现出水征兆；

　　(4)当采掘工作面接近各类防水煤柱时；

　　(5)接近可能与含水层等相通的断层破碎带时；

　　(6)接近其他可能出水地区时。

　　2)超前钻孔的布设

　　(1)当老空、老巷、废弃硐室等积水区的位置准确且水压不超过981kPa时，探水起点至积水区的最小距离：煤层中不得小于30m，岩层中不得小于20m。

　　(2)对矿井的积水区，不能确定其边界位置时，探水起点至推断的积水区边界的最小距离不得少于60m。

　　(3)掘进巷道附近有断层时，探水起点至最大摆动范围预计煤柱线的最小距离不得小于20m。

　　(4)石门揭开含水层前，探水起点至含水层的最小距离不得小于20m。

　　(5)探水钻孔的直径大小由钻机规格确定，孔数不少于3个。钻孔布置成扇形，探水钻孔至少有一个中心孔，其它孔与中心孔成一定角度。

　　3)防止孔口被水冲破

　　为了防止孔口被水冲破，用水泥和套管加固孔口，其长度不小于1.5～2.0m。当水压较小(294～392Pa)时，可随时用木楔封闭钻孔；当水压较大(981～1962Pa)时，可加设防喷装置，防止钻进时喷水。由于探水钻眼布置方法可分为垂直、倾斜和水平，所以防喷装置的结构也有所不同。垂直钻眼用防喷帽和防喷接头；水平和倾斜钻眼，采用盘根密封器。水压过大时，为了安全钻眼，设反压装置和防压控制装置。

　　4)布置探放水钻孔应当遵循下列规定：

　　(1)探放老空水、陷落柱水和钻孔水时，探水钻孔成组布设，并在巷道前方的水平面和竖直面内呈扇形。钻孔终孔位置以满足平距3m为准，厚煤层内各孔终孔的垂距不得超过1.5m。

　　(2)探放断裂构造水和岩溶水等时，探水钻孔沿掘进方向的前方及下方布置。底板方向的钻孔不得少于2个。

　　(3)上山探水时，必须双巷掘进，其中一条超前探水和汇水，另一条用来安全撤人。双巷间每隔30～50m掘1个联络巷，并设挡水墙。

　　5)探水时采取的安全措施：

　　(1)加强靠近探水工作面的支护，并在工作面迎头打好坚固的立柱和栏板，以预防高压水冲垮煤壁及支架；

　　(2)检查排水系统，应根据预计出水量确定是否加大排水能力，清理水沟、水仓使其畅通和起缓冲作用；

　　(3)水压较大时，探水孔要设套管，以便安装水阀控制放水量，特别危险的地区还要选择坚固地点，砌筑水闸墙；

　　(4)探水工作地点要安设电话，以便能及时与调度室和中央泵房联系。

　　(5)清理巷道，挖好排水沟。探水钻孔位于巷道低洼处时，必须配备与探放水量相适应的排水设备。

　　(6)探水时注意事项：

　　①探水地点要确保与相邻地区的工作地点的联系，一旦出水，要马上通知水害威胁地区的工作人员撤到安全地点。

　　②打钻时，要时刻观察钻孔的情况，发现煤层疏松，钻杆推进突然感到轻松或顺着钻杆流出来的水超过供水量时，都要特别注意，这些都是接近或钻入积水地点的征兆。碰到这种情况，要立即停止钻进，进行检查。如果孔内水很大，喷射较远，或者打通了其它矿井，必须马上固定钻杆，背紧探水工作面，如加固煤壁及顶底板。

　　③探水工作面要经常检查瓦斯及其他有害气体，当瓦斯含量达1％时，必须停止钻进；达到1.5％时，必须停止工作，使其降至1％以下，方可开动机器。

　　探放水设备选择

　　根据《矿井通风安全装备标准》，井下探放水钻机型号MYZ-200，数量为3台，其中两个掘进工作面各一台，采煤工作面一台。确实做到先探后掘、有掘必探、有采必探。

　　MYZ-200探放水钻机探水距离200m，电机功率22kw，满足探水距离不小于200m的要求。

　　安装钻机探水前，必须遵守下列规定：

　　1)加强钻场附近的巷道支护，并在工作面迎头打好坚固的立柱和栏板。

　　2)清理巷道，挖好排水沟。探水钻孔位于巷道低洼处时，必须配备与探放水量相适应的排水设备。

　　3)在打钻地点或附近安设专用电话。

　　4)测量和探放水人员必须亲临现场，依据设计，确定主要探水孔的位置、方位、角度、深度以及钻孔数目。

　　钻孔放水前，必须估计积水量，根据矿井排水能力和水仓容量，控制放水流量；放水时，必须设专人监测钻孔出水情况，测定水量、水压，做好记录。若水量突然变化，必须及时处理，并立即报告矿调度室。

　　探放水措施

　　1)相邻矿井的分界处、断层两侧，必须留防水煤柱，严禁在各种防水煤柱中采掘。

　　2)井巷出水点的位置及其水量，有积水的井巷及采空区的积水范围、标高和积水量，必须绘在采掘工程平面图上。

　　在水淹区域应标出探水线的位置，采掘到探水线位置时，必须探水前进。

　　掘进工作面进入积水警戒线后，必须超前探放水，并在距积水实际边界20m处停止掘进，进行打钻放水，在确证积水已被基本放净后，才允许继续掘进。

　　3)每次降大到暴雨时和降雨后，应及时观测井下水文变化情况，并向矿调度室报告，并及时分析原因，寻找导水通道，采取相应措施，防止水患事故发生。

　　4)探放老空水前，首先要分析查明老空水体的空间位置、积水量和水压。老空积水区高于探放水点位置时，只准打钻孔探放水；探放水时，必须撤出探放水点以下部位受水害威胁区域内的所有人员。探放水孔必须打中老空水体，并要监视放水全过程，核对放水量，直到老空水放完为止。

　　钻孔接近老空，预计可能有瓦斯或其他有害气体涌出时，必须有瓦斯检查工或矿山救护队员在现场值班，检查空气成分。如果瓦斯或其他有害气体浓度超过《煤矿安全规程》规定时，必须立即停止钻进，切断电源，撤出人员，并报告矿调度室，及时处理。

　　为了确保安全，在钻透老空区之前要安装好孔口承压套管，以有效控制放水量，而下放口承压套管需要一定的孔径且需要注浆固结，因此在老空积水区高于探放水位置时特别是水压、水量较大的地点施工时只准用钻机探放水。由于老空区内的积水量难以确定，且在探放水过程中又极易发生透水事故，造成巷道被淹，又由于发生透水事故时，透水点以下的的所有巷道都将被突出的水封住出口，其内的人员根本没有撤出的可能，所以探放水时，位于探水点以下的部位的所有工作人员均处于一种高度危险的状态。为了确保矿井的安全生产，杜绝因采取探放水的安全措施而造成的事故。《煤矿安全规程》规定：在探放老空积水时，必须撤出探放点以下部位受水害威胁区域的所有人员。

　　5)钻孔放水前，必须估计积水量，根据矿井排水能力和水仓容量，控制放水流量；放水时，必须设专人监测钻孔出水情况，测定水量、水压，做好记录。若水量突然变化，必须及时处理，并立即报告矿调度室。

　　4、在副立井井底设有水仓、水泵房及排水设备，水仓设有主副两个水仓，当一个水仓清理时，另一个水仓正常使用。水仓容量能够容纳8小时的正常涌水量。所选三台水泵和两趟排水管路能够满足排水需要。

　　设计对井下个采掘工作面配有小水泵，将采掘工作面局部积水通过小水泵排至采区水仓，然后通过采区水泵排至井底水仓。

　　5、必须对矿井勘探过程中的钻孔在开采前及时封闭，否则应留设防水煤柱。

　　五、顶、底板管理措施

　　1、加强采掘工作面顶板支护

　　回采工作面采用综采液压支架支护顶板，大巷和采区准备巷道采用锚杆网加锚索喷浆联合支护，顺槽采用W钢带锚杆网支护，遇顶板破碎地段缩小锚杆间排距、加长锚索等措施加强支护。

　　2、加强支护强度的检测

　　回采工作面设置压力检测仪。掘进工作面配备MLJ-70型锚杆拉力计、YCD-180型锚索拉力计和扭矩扳手，经常进行拉力和扭距测试、锚索要经常进行拉力测试，测试不合格的要重新补打。井下使用的单体柱应定期上井检修。所有单体柱下井前均进行严格的压力测试，测试合格后方可下井。

　　六、矿井安全出口

　　矿井移交生产时主斜井设有人行台阶，回风立井装备梯子间，均作为矿井的安全出口。

　　七、矿山救护

　　根据《煤矿安全规程》第493条规定，矿山救护至服务矿井的距离以行车时间不超过30min为限。沁源县现设有一个军事化救护中队，下设3个救护小队，该救护中队装备精良，多次被山西省安全监察局评为二级质量标准化矿山救护队。该救护中队驻地距矿井约40km，交通方便，至矿井行车时间不超过30min。

　　根据《煤矿安全规程》、《煤矿矿山救护工作暂行规定》和《煤矿救护规程》规定，并结合本矿的实际情况，设计矿井不设辅助救护队，采用社会化服务形式，目前矿井与沁源县救护中队已签订了矿山救护协议。

　　八、自救器及安检仪器配备

　　1、自救器配备

　　为了提高矿工的自身安全性，所有下井人员一律配带自救器。自救器按集中管理方式设计，根据《煤炭工业矿井设计规范》（GB50215-2005）13.3.1建筑面积指标及其对应条文说明，自救器台数与矿灯量相适应，按原煤生产人员在籍人数的1.5倍计进行配备。

　　化学氧自救器QSR-40自救器数量为：（417+16）×1.5＝650台。

　　2、安检仪器配备

　　根据《矿井通风安全装备标准》，为保证安全生产，设计矿井配备了便携式瓦检仪，并建立了完善的安全监测系统及必要的安检仪器。对采用锚杆、锚索支护的掘进巷道配备MLJ-70型锚杆拉力计和YCD-180锚索拉力计，对锚杆、锚索的拉力进行检测。

　　第七章提升、通风、排水和压缩空气设备

　　第一节提升设备

　　一、主斜井带式输送机

　　一）设计依据

　　主井提升输送机，最大倾角δ=18°,斜长725(20+665+40)m，提升高度为206m。

　　本设备运量要求为240t/h。原煤松散密度ρ=0.95kg/m3，最大粒度a=300mm。初定带强ST=1600N/mm。

　　主提升胶带机布置见下图

　　二）、选型计算

　　（一）基本情况说明：

　　井筒内装备带式输送机及轨道。

　　井底来煤：井底煤仓下K-4型给煤机，电机功率18.5kW。

　　（二）主提升设备选型计算

　　1、基本参数

　　输送带种类：钢绳芯阻燃抗静电橡胶带，带宽B=800mm，带强St1600N/mm，每米输送带质量qB=[qB′]×B=21.6kg/m。

　　承载托辊槽角λ=35°，托辊直径φ=108mm，L=380mm，承载托辊形式：三轴槽型，轴承6205/C4；上托辊间距a0=1.2m，每米上托辊转动部分承载质量qRO=10.175g/m。

　　下托辊直径φ=108mm，L=1150（v530）mm，回程托辊形式：9组平行加1组V型，λ=10°，ε=1.5°,轴承6205/C4；回程分支托辊间距aU=3.0m，每米下托辊转动部分质量qRU=3.5kg/m。

　　输送机运行速度V=2.5m/s，每米胶带机上物料重量qG=26.67kg/m；导料槽长度3000mm；模拟摩擦系数:f=0.03；长度附加系数C=1.14。

　　2、输送机输送能力计算

　　Q=3.6Svkρ=529.0t/h＞240t/h满足

　　3、输送带宽度确定

　　B≥2α+200=800mm，小于等于所选带宽B=800mm(最大粒度α=300mm)满足

　　4、圆周力及传动功率计算

　　1）园周力及传动功率计算

　　⑴满载运行阻力

　　FH=CfLg［qRO+qRU+(2qB+qG)Cosδ］

　　式中：g=9.81m/s2L=725mδ=18°C=1.14f=0.03

　　qRO=10.157kg/mqRU=3.5kg/mqG=26.67kg/mqB=21.6kg/m

　　代入式中得

　　FH=19.5(kN)

　　⑵提升阻力

　　FSt=qGgH=26.67×9.81×206=53.9(kN)

　　⑶主要特种阻力FS1、附加特种阻力FS2

　　FS1+FS2，合计取4.0kN

　　⑷园周驱动力

　　Fu=FH+FSt+FS1+FS2=19.5+53.9+4.0=77.4(kN)

　　⑸功率计算

　　传动滚筒轴功率

　　PA=(Fu×V)=193.5(kW)

　　电机轴功率：

　　PM=PA/ηη′η″=254.1(kW)

　　采用双电机驱动，

　　η-传动效率0.94

　　η′-电压降系数0.90

　　η″-多机驱动功率不平衡系数0.90

　　选取Y系列防爆电动机2台，双滚筒驱动，电机功率N=160kW。

　　5、张力计算

　　1）按垂度条件

　　承载分支F承min≥［a0(qB+qG)g］/［8(h/a)adm］=7.1(kN)

　　回程分支F回min≥（aUqBg）/［8(h/a)adm］=7.95(kN)

　　2）各特性点张力

　　取F3=7.95kNF4=7.95kN

　　则F2=48.4kN，F1=115.8kN，F1-2=82.1kN

　　3）防滑验算：

　　第一、二滚筒包角:φ1=φ2=200°

　　传动滚筒摩擦系数μ=0.30

　　eμφ1=eμφ2=2.85eμφ=8.122

　　采用液压张紧装置，启动系数A=1.3，

　　F1A/F2=3.1＜eμφ=8.122满足要求

　　F1/F1-2=1.41＜eμφ1=2.85满足要求

　　F1-2/F2=1.70＜eμφ2=2.85满足要求

　　6、输送带安全系数：SA=1600×0.8/115.8=11.1＞7-9，输送带满足要求。

　　7、逆止力计算

　　FL=FSt-0.8fg[L(qRO+qRU+2qB)+H/sinδ·qG]=71.7kN

　　作用于传动滚筒轴上的逆止力矩：ML′=FL×D/2=28.7kN·m。

　　逆止器所需的逆止力矩：ML≥43.1kN·m。逆止器NYD220，额定逆止力矩50kN·m＞43.1kN·m，满足要求。

　　制动器所需的制动转矩43.1/40/0.86=1.25kN·m，制动器YWZ5-400/121，额定制动转矩为1.25kN·m在1.0-2.0kN·m范围之内，满足要求

　　三）经计算，主井带式输送机技术参数如下

　　1、输送机：DTⅡ型胶带机，V=2.5m/s，机长L=725m，δ=0-18-7°，Q=240t/h。Φ800mm胶面滚筒驱动，自动液压拉紧；

　　2、输送带：钢绳芯抗静电阻燃橡胶带，强度ST1600N/mm，宽度800mm；

　　3、电动机：YB315L1-4，160kW，转速1480r/min，2台；变频启动

　　4、减速器：M3PSF70i=40，2台；

　　5、制动器：BYWZ5-400/121，2套；

　　6、张紧装置：ZYL500J(DYL-01-6-25)，1套；

　　7、逆止器：NYD220，2个。

　　8、保护装置:KJ20002，1套。

　　四）主斜井带式输送机配电控制

　　矿井主斜井带式输送机采用变频调速系统，配YB355S3-4380V2×220KW的电动机驱动,制动器型号为：BYWZ3-400/121,减速器型号为：ZSY500-31.5i=31.5，逆止器型号为：NYD270。

　　主斜井带式输送机控制系统选用KJ2002型胶带输送机可编程电控成套装置，设有跑偏、断带、打滑、料斗堵塞、纵向撕裂、超速、温度、烟雾、自动喷雾洒水、拉紧装置限位、沿线急停闭锁等保护。

　　主斜井井口房设低压配电室，两回380V低压电源分别引自矿井工业场地变电所380V母线不同母线段，选用JDK节能型低压成套配电装置，为主斜井井口房内胶带机及其附属设备、检修绞车及井口房照明等低压负荷提供电源。

　　二、主斜井检修绞车

　　矿井现有单滚筒JK-2/20型矿用绞车，其技术参数如下：D＝2000mm，B＝1800mm，i＝20，Fm＝60kN，Fc＝60kN,v＝3.06m/s；配套YR型10极电动机，其参数为：220kW，380V。本次兼并重组整合对现有设备进行验算。

　　主斜井井筒斜长L=665m，井筒倾角α=18°，采用1.5t系列矿车单钩串车提升，担负主斜井胶带检修所用物料、设备的提升。最大件重量：12.775t。

　　提升容器：，下放物料时选用MG1.1-6A型1t固定矿车，自重592kg，下放最大件时选用MPC15-6型重型平板车，载重15t，自重1030kg。

　　（1）、提升机选型

　　①、钢丝绳选择

　　绳端荷重Q值计算：

　　升降最大件时（12.775吨，不含承车重）的绳端荷重Q1：

　　Q＝（12775+1030）（sin18°+0.015cos18°）＝4462.92kg

　　钢丝绳单位绳重PK值计算：

　　提升最大件时的单位绳重PKQ：

　　PKQ＝Q/[110×1770/9.8×m-L（sin18°+0.2cos18°）]

　　＝1.66kg/m

　　式中：m为安全系数（提物：6.5），L为绳长。

　　选用国标钢丝绳：24—NAT—6×7＋FC—1770—ZS—338—198

　　最大静拉力Fm值计算：

　　Fm大＝[Q1+PKQL（sin18+0.2cos18）]×9.8/1000＝51.15kN

　　安全系数：

　　提大件时：m大件＝Σf/Fm大件＝7.49＞6.5

　　式中：Σf=338×1.134=383.29KN

　　满足《规程》规定。

　　②、提升机

　　Dg＝80D＝80×24＝1920mm，利用原有单滚筒JK-2/20型矿用绞车，其技术参数如下：D＝2000mm，B＝1800mm，i＝20，Fm＝60kN，Fc＝60kN,v＝3.06m/s；利用原有配套YR型10极电动机，其参数为：220kW，380V。

　　缠绳层数：

　　K＝（L+Lm+nπD）（d+ε）/πDpB

　　＝1.8（两层）

　　式中：

　　L为提升绳长725m。

　　Lm为试验绳长30m。

　　n为滚筒上摩檫圈3和定期移位圈数4。

　　d、ε为绳径24mm和绳隙2mm。

　　Dp为二层缠绳时滚筒平均直径2.036m。

　　B为滚筒宽度1800mm。

　　从提升机滚筒直径与钢丝绳绳径之比、钢丝绳缠绳层数和提升最大件时的最大静拉力的计算可知，利用原有提升机符合《煤矿安全规程》之规定。

　　（2）、提升系统

　　①提升系统配置：

　　天轮选择确定：

　　选用TD1600/1350型游动天轮，其技术参数为：Φ1600。

　　天轮架高度确定：

　　天轮架高度确定为6.5m。

　　井口及井底为平车场，车场长度均取38m。

　　天轮中心与滚筒中心的水平距离LS为10m。

　　②相关参数计算

　　A、滚筒与天轮中心的弦长为：

　　LX＝√[LS2+（HJ+Rt-C-Rg）2]

　　＝11.32m

　　B、钢丝绳在滚筒上的偏角计算：

　　α1＝tan-1（B-Y）/2LX

　　＝1.14°<1.5°。

　　式中：Rt为天轮半径0.8m，C为滚筒中心与室外地坪高差1m。

　　D、钢丝绳采用出绳角。

　　钢丝绳在滚筒上的仰角计算：

　　ΦS＝tan-1（HJ-C）/LS-sin-1{（Rg-Rt）/√[LS2+（HJ-C）2]}

　　＝27.68°

　　（3）、电动机核算

　　电动机功率P＝1.1FmV/η＝187.2kW。

　　利用原有配套YR型10极电动机，其参数为：220kW，380V满足要求。

　　（4）、电机过负荷能力的校验

　　电动机变位质量4Jd（i2/D2）＝12000kg

　　提升机变位质量7800kg

　　天轮变位质量550kg

　　钢丝绳质量1741kg

　　其余变位质量13805kg

　　总变位质质量ΣM＝35896kg

　　电动机过负荷能力的验算

　　特殊力发生在提升最大件（液压支架）在主加速开始时产生：

　　F最大力≈51.15+35896×0.5/1000=69.08KN

　　λs＝69.08/（220×0.85/3.06）＝1.22＜1.8×0.85=1.53

　　4、提升绞车的供电

　　（1）提升机房供电

　　提升机房一回380V电源均引自矿井工业场地变电所380V母线不同母线段。

　　（2）提升机电控装置

　　提升机电控设备采用原有PLC控制可控硅无触点电阻调速TKDG-PK-1186型电控设备。

　　（3）提升信号

　　提升信号选用TXP-PLC型数字编码矿井提升信号装置。在井底、井口及提升机房之间设置提升信号装置及用于正常通话联络的直通电话。

　　三、副立井提升设备

　　副立井担负进风、下料、排矸和人员提升任务兼进风井和安全出口，直径为5.0m，净断面19.63m2；倾角90°，垂深210m，装备双罐笼。

　　本矿已新购双滚筒2JK-2.0/20型提升机，其技术参数如下：D＝2000mm，B＝1250mm，i＝20，Fm＝60kN，Fc＝40kN,v＝3.06m/s；配套YR型10极电动机，其参数为：220W，380V。本次兼并重组整合对现有设备进行能力验算。

　　1）、设计资料

　　（1）、提升任务

　　①、运送材料20车/班

　　②、爆破材料2车/班

　　③、设备4车/班

　　④、其他3次/班

　　⑤、矸石30车/班

　　（3）、提升容器：提升容器型号为GLS1.5/9/1/1Q，自重1900kg（包含防坠器重量，）的单层单车1.5t罐笼（石家庄恒安煤矿机电有限公司生产，安全标志编号：MCI100029），升降材料时选用MG1.7-6A，1.5吨固定矿车，载料1.5t，自重718kg。升降设备时选用MP1.5-6A，1.5吨平板车，载重1.5t，自重530kg，提升矸石时选用YFC0.75-6型矿车，载重1.0t，最大载重1.875t，自重591kg，每次提升人员18人。

　　2）、现有设备核算

　　（1）、提升机核算

　　①、钢丝绳选择

　　绳端荷重Q值计算：

　　升降矸石时的绳端荷重Q1：

　　Q1＝1800+591+1900＝4291kg

　　钢丝绳单位长度质量PK值计算：

　　提升矸石时的单位绳重PKQ1：

　　PKQ1＝Q1/[110×1670/9.8×m-L]

　　＝1.79kg/m

　　式中：m为安全系数（提物：7.5），L为绳长227m。

　　选用国标钢丝绳：24—ANT—6×19＋FC—1670—ZZ/SS—317—207各一根。主要技术参数：绳径dk＝24mm，绳重PK＝2.07kg/m；钢丝绳抗拉强度1670MPa；钢丝绳中全部钢丝破断拉力总和Qs＝317×1.214=384.838kN。

　　最大静拉力Fm及差Fc值计算：

　　Fm人＝3340+2.07×227＝3809.93kg

　　Fc人＝1903.93kg

　　Fm料＝3930+2.07×227＝4399.93kg

　　Fc料＝2499.93kg

　　Fm矸＝4291+2.07×227＝4760.93kg

　　Fc矸＝2860.33kg

　　安全系数：

　　提人员时：m大件＝Σf/Fm人＝10.35＞9

　　提材料时：m料＝Σf/Fm料＝8.96＞7.5

　　提矸石时：m矸＝Σf/Fm矸＝8.28＞7.5

　　式中：Σf=317×1.214=384.838KN

　　Σf-钢丝绳中所有钢丝破断力总和

　　满足《规程》规定。

　　②、提升机

　　Dg＝80D＝80×24＝1920mm，利用原有双滚筒2JK-2.0/20型提升机，其技术参数如下：D＝2000mm，B＝1250mm，i＝20，Fm＝60kN，Fc＝40kN,v＝3.06m/s；采用配套YR型10极电动机，其参数为：220W，380V。

　　缠绳层数：

　　K＝（L+Lm+nπD）（d+ε）/πD

　　＝988mm（一层）

　　式中：

　　L为提升绳长227m。

　　Lm为试验绳长30m。

　　n为滚筒上摩檫圈3。

　　d、ε为绳径24和绳隙2。

　　从提升机滚筒直径与钢丝绳绳径之比、钢丝绳缠绳层数和提升矸石、材料车及人员时的最大静拉力及差的计算可知，利用原有提升机符合《煤矿安全规程》之规定。

　　（2）、提升系统

　　①提升系统配置：

　　天轮选择确定：

　　选用TSG2000/13.5型固定天轮，其技术参数为：Φ2000。

　　天轮架高度确定：

　　天轮架高度确定为17m。

　　天轮中心与滚筒中心的水平距离LS为60m。

　　②相关参数计算

　　A、滚筒与天轮中心的弦长为：

　　LX＝√[LS-Rt]2+（HJ-C）2]

　　＝62.1m

　　B、钢丝绳在滚筒上的偏角计算：

　　α1＝tan-1（2B-S+a）/2LX

　　＝0.43°<1.5°。

　　α2＝tan-1（S-a）/2LX

　　＝0.73°<1.5°

　　式中：Rt为天轮半径1000mm，C为滚筒中心与室外地坪高差1000mm，S为提升中心距离1658mm，a为滚筒中心距离90mm。

　　D、钢丝绳采用出绳角。

　　钢丝绳在滚筒上的下绳仰角计算：

　　ΦS1＝tan-1（HJ-C）/（LS-bt）+sin-1{Dt/√[（LS-Rt）2+（HJ-C）2]}

　　＝16.78°

　　钢丝绳在滚筒上的上绳仰角计算：

　　ΦS2＝tan-1（HJ-C）/（LS-Rt）＝14.93°

　　提升系统图见图7-1-2。

　　（3）、电动机选择

　　①电动机选择

　　预选电动机

　　电动机功率P＝1.2×1.3×FC×3.06/102η＝156.6kW。

　　利用原有配套YR型10级电动机，其参数为：220kW，380V，满足要求。

　　②电动机校验

　　A、速度图的确定

　　采用五阶段速度图，末减速采用0.3m/s2，主加、减速采用0.5m/s2，低速采用0.5m/s。速度图见图7-1-3。

　　B、最大班作业时间：见表7-1-1最大班作业时间表。

　　说明：表中，最大班工人下井时间为9.32min＜40min，最大班总作业时间2.27小时＜6小时，提升能力符合要求。

　　表7-1-1最大班作业时间表

　　C、提升系统变位质量计算（按提升矸石车计算）

　　电动机变位质量4Jd（i2/D2）＝12000kg

　　提升机变位质量11000kg

　　天轮变位质量307kg

　　钢丝绳质量1405.6kg

　　其余变位质量6191kg

　　总变位质量ΣM＝32616.12kg

　　D、力图的确定

　　提升距离Lt＝210m

　　参看速度图，各区段的力如下式计算：

　　Fi＝Kn(Qz+Qk)+（Lt-Li）×Pk+Σmai

　　F0＝4857.1（kg）

　　F0、＝4818.32（kg）

　　F1＝3155.9（kg）

　　F1、＝2377.2（kg）

　　F2＝714.78（kg）

　　F2、＝677.1（kg）

　　F3＝2339.45（kg）

　　F3、＝2327.03（kg）

　　F4＝1329.6（kg）

　　F4、＝1327.9（kg）

　　提升力图见图7-1-4。

　　E、电动机容量校验

　　等效力计算：

　　∑F2t＝0.5（F02+F0、2）t0+0.5（F12+F1、2）t1+0.5（F22+F2、2）t2+1/3（F32+F32F3、2+F3、2）t3+0.5（F42+F4、2）t4

　　＝6.55×108

　　等效时间：T＝0.5（t0+t1+t2+t4）+t3+θ/3

　　＝82.6s

　　等效力：FD＝√（∑F2t/T）＝2816kg

　　等效容量：P＝1.1FDVmax/102η＝109.33kW

　　利用原有配套YR型10极电动机，其参数为：220kW，380V，580r/min，满足要求。

　　上提矸石时电动机最大过载系数

　　λs＝Fm/（Pη/ν）＝0.72＜1.8×0.85=1.53

　　4）、提升机电控及提升机房供电

　　（1）、提升机房供电

　　提升机房两回380V电源均引自矿井工业场地变电所380V母线不同母线段；一回电源停止供电时，另一电源回路保证提升机房的全部负荷运行。

　　2）提升机电控装置

　　提升机电控设备采用原有PLC控制可控硅无触点电阻调速TKDG-PC-1186调速系统。

　　3）提升信号

　　提升信号选用TXP-PLC型数字编码矿井提升信号装置。在井底、井口及提升机房之间设置提升信号装置及用于正常通话联络的直通电话。

　　第二节通风设备

　　矿井采用机械抽出式通风方式。矿井通风系统为两进一出，由主斜井、副立井进风，回风立井回风。

　　一、风机的选型

　　通风设备设计依据：

　　矿井所需风量：QK=110m3/s；

　　矿井所需风压：通风容易时期：Hdmin=802.37Pa

　　通风困难时期：Hdmax=973.99Pa

　　计入通风设备漏风损失及风道等局部阻力后，通风设备所需风量QF=115.5m3/s；

　　通风设备所需风压：通风容易时期HFmin=1002.37Pa

　　通风困难时期HFmin=1173.99Pa。

　　根据通风设备所需风量及风压，初步选用FBCDZ-10-№28B型通风机两台，一台工作，一台备用。

　　二、通风机运行工况点参数：

　　每台风机入口前安装通风蝶形阀门，蝶形阀门与风机集流器间设一段连接风筒并开设旁路风门，蝶形阀门与旁路风门用以形成正常通风，事故反风，一台风机工作，一台风机试运转所必需的风路。

　　通风机采用反转反风。

　　四、风机的供电及控制：

　　通风机房设高压配电室，电控选用KYN28型高压成套配电柜，两回10KV电源引自矿井变电所10KV母线不同母线段，配电开关设短路、过载、失压等电气保护。照明、蝶阀等低压电源引自高压配电柜所用变柜。

　　设置风机在线监测装置，用以对风机轴承温度，驱动电动机定子绕组温度，风机入口风量、负压等参数实时监测，确保风机安全可靠运行。

　　第三节排水设备

　　副立井井底设主排水泵房，水泵房底板标高为+1240.5m，水泵房两个出口，一个应用斜巷连接到井筒，斜巷在井筒出口最少高出水泵房底板7m；一个连接到井底车场，矿井两趟排水管路经管子道沿副斜井排至地面工业场地井下水处理站调节水池，井口标高+1442.2,调节池上口标高+1452m。正常排水时，一趟工作，一趟备用。

　　一、设计依据

　　1）排水垂高：217m

　　2）矿井正常涌水量：45m3/h

　　矿井最大涌水量：72m3/h

　　二、设备选型

　　1）水泵设备选型参数：

　　正常涌水时：Q1=1.2×45=54(m3/h)

　　最大涌水时：Q2=1.2×72=86.4(m3/h)

　　排水扬程估算：H=1.1×(217+5.5)=244.75(m)

　　根据上述计算，选用MD85-67×4型水泵3台，其额定流量Qe=85m3/h，He=268m。水泵1台工作，1台备用，1台检修。

　　2)管路的选择计算

　　排水管内径计算:

　　根据国家安监总局、国家煤监局8月9日颁发安监总煤行[2007]第167号文件中要求，矿井设置地面空压机站及压风自救系统，最大班下井工人78人，按两班工人同时在井下供气量每人不得少于0.1m3/min计算确定压风系统供风量，计入管路损失系数，海拔修正系数后，所需风量Q＝a1×a2×2×78×0.1＝1.2×1.04×2×78×0.1＝19.47m3/min。

　　根据所需风量及风压工业场地压风机站选用BLT-150A螺杆空压机五台，三台工作，两台备用。

　　BLT-150A空压机主要技术参数：排气量19.9m3/min，排气压力0.8MPa，驱动电动机380V，110kW。

　　压风管路干管的选用：

　　压风自救系统设置在井底车场、中央变电所、中央水泵房、等候室、装载硐室等硐室及距采掘工作面25-30m的巷道内、放炮地点、撤离人员与警戒人员所在位置及回风道有人作业处。长距离的掘进巷道中，应每隔50m设置一组压风自救系统.压风自救系统每组一般可供5～8人用，压缩空气供给量，每人不得少于0.1m3/min。

　　压风系统管路敷设，见图C1128-217/163-01、02。

　　压风机房设低压配电室，选用JDK型低压开关柜用于对压风机房压风机、照明及其它负荷供电。压风机房两回380V供电电源引自矿井工业场地变电所，一回工作，一回备用。

　　第八章地面生产系统

　　第一节煤质及其用途

　　一、煤的物理性质和宏观类型

　　整合后金晖隆泰煤矿的开采情况：确定矿井设计生产能力为900Kt/a，设计开采6号、9+10、11号煤层。

　　9号、10号煤层：黑色，强玻璃光泽，断口具阶梯状，裂隙较发育，条带状结构。

　　6号、11号煤层：黑色，强玻璃光泽，断口具阶梯状，裂隙不发育，条带状结构。

　　各可采煤层一般以亮煤、暗煤为主，夹少量镜煤和丝炭，条带状结构，层状构造，属半亮型煤-半暗型煤。

　　二、煤的化学性质、工艺性能

　　1、化学性质

　　（1）6号煤层

　　水分（Mad）：原煤0.34-0.57%，平均0.48%，浮煤0.30-0.56%，平均0.44%。

　　灰分（Ad）：原煤16.60-38.71%，平均31.44%，浮煤6.87-12.86%，平均9.54%。

　　挥发分（Vdaf）：原煤24.59-30.31%，平均26.91%。浮煤21.60-26.72%，平均23.82%

　　全硫（St,d）：原煤1.78-3.80，平均2.47%，浮煤0.75-1.13%，平均0.94%。

　　发热量（Qnet,v,ad）：原煤20.757-28.354MJ/kg，平均23.517MJ/kg。

　　粘结指数（GR.I）：浮煤在87-95，平均91。

　　胶质层最大厚度（Y）：浮煤15.0-23.5mm，平均19.6mm。

　　根据煤炭质量分级GB/T15224.1.2.3（炼焦用煤分级）和中国煤炭分类国家标准GB5751-86，该煤层属低灰-高灰、中低硫-中硫、特强粘结的焦煤。

　　(2)9号煤层

　　水分（Mad）：原煤0.46-0.82%，平均0.61%，浮煤0.23-0.66%，平均0.47%。

　　灰分（Ad）：原煤11.67-18.38%，平均15.45%，浮煤5.29-8.04%，平均7.14%。

　　挥发分（Vdaf）：原煤21.38-23.94%，平均22.66%。浮煤20.65-22.49%，平均21.69%

　　全硫（St,d）：原煤2.16-2.79%，平均2.77%，浮煤1.27-2.39%，平均1.74%。

　　发热量（Qnet,v,ad）：原煤27.504-29.936MJ/kg，平均28.808MJ/kg。

　　粘结指数（GR.I）：浮煤72-90，平均85。

　　胶质层最大厚度（Y）：浮煤9.0-20.0mm，平均15.5mm。

　　根据煤炭质量分级GB/T15224.1.2.3（炼焦用煤分级）和中国煤炭分类国家标准GB5751-86，该煤层属特低灰-低灰、中高硫-高硫、强粘结-特强粘结的焦煤。

　　（3）10号煤层

　　水分（Mad）：原煤0.42-0.81%，平均0.54%，浮煤0.14-0.56%，平均0.42%。

　　灰分（Ad）：原煤13.13-20.08%，平均17.11%，浮煤6.17-9.81%，平均8.13%。

　　挥发分（Vdaf）：原煤21.61-23.32%，平均22.43%，浮煤20.22-21.39%，平均20.84%。

　　全硫（St,d）：原煤1.13-2.84%，平均1.83%，浮煤0.86-2.14%，平均1.31%。

　　发热量（Qnet,v,ad）：原煤27.351-29.573MJ/kg，平均28.55MJ/kg。

　　粘结指数（GR.I）：浮煤在79-88，平均83。

　　胶质层最大厚度（Y）：浮煤11.5-15.0mm，平均13.1mm。

　　根据煤炭质量分级GB/T15224.1.2.3（炼焦用煤分级）和中国煤炭分类国家标准GB5751-86，该煤层属低灰-中灰、中低硫-高硫、强粘结-特强粘结的焦煤。

　　（4）11号煤层

　　水分（Mad）：原煤0.48-0.82%，平均0.62%，浮煤0.40-0.76%，平均0.54%。

　　灰分（Ad）：原煤21.47-28.49%，平均25.22%，浮煤7.46-9.42%，平均8.08%。

　　挥发分（Vdaf）：原煤22.74-24.90%，平均23.43%，浮煤19.94-21.24%，平均20.32%。

　　全硫（St,d）：原煤0.56-2.00%，平均1.28%，浮煤0.66-0.93%，平均0.84%。

　　发热量（Qnet,v,ad）：原煤23.245-24.548MJ/kg，平均23.934MJ/kg。

　　粘结指数（GR.I）：浮煤在72-82，平均77。

　　胶质层最大厚度（Y）：浮煤12.0-13.5mm，平均12.4mm。

　　根据煤炭质量分级GB/T15224.1.2.3（炼焦用煤分级）和中国煤炭分类国家标准GB5751-86，该煤层属低灰-中灰、低硫-中低硫、强粘结的焦煤。

　　2、可选性：

　　沁源详查勘探时，曾在位于本井田以南大约8km处的郭家坪煤矿对9+10号煤层进行了筛分、浮沉试验，其结果可供本井田参考。

　　3、可选性评价

　　煤的可选性评价采用±0.1含量法评定（GB/16417-1996）：

　　假定精煤灰分为10%时，理论精煤回收率为81.00%，可评为“优等”，理论分选比重为1.81，±0.1含量为1.30%，则可选性等级属“易选”。

　　三、煤质及工业用途评价

　　6号煤层属低灰-高灰、中低硫-中硫、特强粘结的焦煤。

　　9号煤层属特低灰-低灰、中硫-高硫、强粘结-特强粘结的焦煤。

　　10号煤层属低灰-中灰、中低硫-高硫、强粘结-特强粘结的焦煤。

　　11号煤层属低灰-中灰、低硫-中低硫、强粘结的焦煤。

　　井田内各可采煤层均为焦煤，洗选后，如果灰分和硫分达工业要求，可直接作炼焦用煤；洗选后，如果灰分和硫分超过工业指标，降灰脱硫后可作炼焦用煤。

　　第二节煤的加工

　　根据煤质、用途、矿方意见，本矿原煤作如下加工：筛分、拣矸、块煤破碎，混煤上仓汽车外运销售。

　　筛分采用单层圆振动筛。

　　拣出矸石及杂物采用人工检查手选。

　　破碎采用分级破碎机。

　　表8-1-1郭家坪煤矿9+10号煤层筛分试验成果表

　　第三节生产系统

　　矿井设计生产能力0.9Mt/a。矿井年工作330d，日工作16h，生产系统原煤运输不均衡系数取1.15，矸石运输不均衡系数取1.5。

　　一、主斜井生产系统：

　　主井采用带式输送机提升，地面布置选矸破碎楼、筒仓、带式输送机走廊。

　　1、工艺流程说明：井底煤仓下K-4型给煤机将原煤给入B=800mm，DTⅡ型钢绳芯带式输送机从主斜井提升至井口房，经入筛带式输送机进入选矸破碎楼，筛孔50mm的单层振动筛筛分，分为0-50mm、＞50mm两级，＞50mm的块煤在手选带上经人工拣出矸石及杂物，破碎至粒度50mm以下，与筛下品0-50mm的末煤混合，由上仓带式输送机送入筒仓上，由配仓带及上仓带较均匀的卸入筒仓。

　　装车及外运方式：闸门装车，汽车外运。

　　计量方式：SCS-100电子汽车蘅计量。

　　储煤型式及储量：φ18m筒仓、2个，总储量约9000t。

　　2、主要设备的选型验算

　　1）筛分系统设备选型计算：

　　根据矿井设计生产能力以及日产量，对YAH2148F=10m2进行计算。计算过程如下：

　　⑴原始资料

　　①输送量：Q=240t/h

　　②松散原煤密度：r=0.95t/m3

　　③煤的粒度：0~300mm

　　④安装倾角：α=20°

　　⑤筛分设备处理能力为：筛孔50mm：30~40t/m2•h

　　F=240/30=8.0m2，因此选用F=10m2能满足要求。

　　1）运输机选型计算

　　上仓带式输送机的计算：

　　原始资料

　　TD75型带式输送机，水平机长Lh=123m，倾角β=18°-0，带宽B=1000mm，带速V=2.0m/s，运量Q=240t/h，松散容重γ=1.0t/m3，提升高度H=37m。

　　⑵传动滚筒轴功率计算：

　　N0=（K1Lhv+K2LhQ+0.00237QH）K3K4+∑N/

　　式中：K1—空载运行功率系数K1=0.0229（取正常湿度）

　　K2—物料水平运行功率系数K2=10.89×10-5

　　K3—附加功率系数K3=1.15

　　K4—卸料车功率系数K4=1.2

　　N/—犁式卸料器及导料槽长度超过3M时的附加功∑N/=6

　　N0=（0.0229×123×2.5+10.89×10-5×123×240+0.00273×240×37）×1.15×1.2+6=50（kW）

　　⑶电动机功率计算

　　N=N0/η

　　η—总传动效率η=0.80

　　N=62.5（kW）考虑到负载启动等因素，选用电机功率NB=90kW，满足要求。

　　⑷计算结果：电动机Y280M-4，90kW；

　　减速器ZSY315，速比31.5；

　　输送机TD75，

　　输送带棉帆布芯橡胶带，带宽1000mm，层数6层。

　　（5）筒仓选用KZ型空气炮放堵，主井井口房、原煤筒仓、选矸楼提升检修起吊设备选用HS1010t电动葫芦。

　　二、辅助生产系统

　　副立井井筒直径φ5.0m，采用双钩罐笼提升方式，矿车为1.5t固定式矿车、600轨距单层单车，担负矿井的材料、设备、人员等辅助提升任务。长材料下放采用“穿罐笼-吊罐底”方式。副井井口房检修起吊设备选用HS1010t电动葫芦。

　　井上下操车设备均采用集中液压站驱动，由井口（井底）操作时集中控制。主要设备有：摇台、稳罐装置、安全门、液压装罐推车机、单式阻车器、复式阻车器、等。液压装罐推车机可以进入罐内推车，较好的满足了副井的装罐作业要求。

　　三、矸石系统

　　矿井矸石来源主要是前期井下工程矸石。井下排矸量约35kt/a，人工拣矸量约0.5kt/a，锅炉房炉渣约1.1kt/a，生活垃圾0.06kt/a，总计36.66kt/a。

　　根据矿井工业场地及其周围的地形特征，设计仍利用矿井原有矸石排放场—工业场地的东侧。井下矸石用矿车经副井提升至地面，利用翻车机翻卸，翻卸后由轮式装载机装载汽车外运至矸石周转场地，矸石翻车机位于工业场地东北部，筛分间手选矸石也由轮式装载机装载汽车运至矸石周转场地，矸石周转场地位于工业场地东北部的冲沟内，矸石周转场占地约1.0hm2。矸石周转场地所处的冲沟较小，矸石填沟应由沟头开始，矸石每堆高5m，覆盖50cm黄土压实，沟满后用1.0m厚的黄土覆盖。在沟口应设置一道拦矸坝，长120m，高12m，并沿沟中心设置一道1-1.0m涵洞，长约300m，将该冲沟的水排出场地外，使场地不受洪水威胁。

　　对已达到堆积量的地段要及时覆土封闭，并进行造林绿化。覆土厚度0.5~1.0m为宜。种植耐旱易活树种，绿化环境。锅炉房炉渣等废弃物掺与矸石中，与矸石一同处理。

　　同时应积极寻找矸石的综合利用途径。

　　第四节辅助设施

　　一、矿井机修车间与综采设备库联合布置

　　机修车间担负矿井机电设备的日常维修和维护任务，机电设备的大、中修依靠社会协作完成。

　　机修车间配备主要设备有：普通车床2台，牛头刨床1台，交流弧焊机3台，台式钻床1台，摇臂钻床1台，砂轮机2个，双人钳工桌1张，平行虎钳2个，画线平台1台，氧气瓶5个，焊接钢板1块，乙炔钢瓶5个，焊接发电机1台，5t电动单梁起重机1台。

　　综采设备库配备有20/5t电动葫芦型桥式起重机等，满足综采设备、液压支架的起运、存放需求。

　　车间面积：16m×54m（864m2），已有。

　　二、坑木加工房

　　坑木加工房主要承担井下坑木的加工任务,现有1台圆锯机，本次设计新增刃磨机1台、截锯机1台。

　　坑木加工房面积：16m×24m（384m2），扩建。

　　三、坑口煤样室、化验室

　　本矿井的煤炭化验应由有一定资质的煤炭化验室完成，或社会力量协作完成，本矿不再设煤样室、化验室。

　　第九章地面运输

　　第一节概况

　　一、交通运输现状

　　井田向东3km可达省级公路322线汾（阳）--屯（留）公路，沿省道322线向北约42km可达平遥县城，向西沿县道27km可达介休市，与大（同）—运（城）高速公路、国道108线及南同蒲铁路相接。沿省道322线向南约60km至沁源县交口乡转西东30km与国道208线及太焦线铁路相连。交通条件较为方便。

　　二、设计采用的原始资料

　　设计所采用的原始资料如下：

　　1、建设单位提供的“山西金晖隆泰煤业有限公司工业场地地形图（1：500）”；

　　2、建设单位提供的“山西金晖隆泰煤业有限公司地质地形图（1：5000）”，坐标采用1980年西安坐标系，高程采用1985年国家高程基准；

　　3、建设单位提供的技术资料及支持性文件；

　　4、建设单位提供的原初步设计说明及图纸。

　　第二节场外公路

　　一、场外公路

　　1、进场公路

　　进场公路由乡村公路接入（该乡村公路等级低，不满足矿井原煤外运要求，要求矿方承担改扩建，将原有乡村公路改造为二级公路），全长约0.2km，路面宽7.0m，路基宽9.0m，水泥混凝土路面。线路平均纵坡6.0%，占地0.34hm2。

　　道路设计标准采用汽车-20级；挂车-100。防洪设计洪水频率按50年一遇设防。

　　由于进场公路需横跨一条冲沟，本应设计小桥一座。建设单位建议修建拦水坝，在坝顶修建公路。将该冲沟的水全部截住做生产、生活用水。该项工程具体设计由建设单位另行委托有资质的单位进行专项目设计。本设计中不预考虑。

　　2、矸石公路

　　排矸场地设在工业场地东侧的一条荒沟内，紧邻工业场地，故不需修建矸石公路。

　　3、地面爆破材料库公路

　　本次设计将地面爆破材料库设置在工业场地北侧约400的坡地上，公路由排矸场地接入，线路全长360m，平均纵坡为4.0%，最大纵坡为5.8%。需新购地。

　　二、进场公路主要技术标准

　　进场公路按二级路设计，线路全长约0.2km，路面宽7.0m，路基宽9.0m，水泥混凝土路面，线路纵坡6.0%，占地0.34hm2。平曲线最小半径60m，其工程数量见表9-2-1。

　　第十章总平面布置及防洪排涝

　　第一节概况

　　一、概况

　　1、地形、地势及河流

　　本井田地处太岳山区，地表为山区侵蚀地貌，沟谷纵横、地形较为复杂，总的地形地势是北高南低、西高东低，中间偏东发育一条南北向大栅河谷。地形最高点为北部关子岭点为1582.5m最低点位南部沟谷1355m，相差227.5m，基岩出露中等，山顶山脊黄土大面积覆盖，植被不发育。纵观该井田所处的自然地形条件，为侵蚀性较弱的中山区。

　　本井田地表水属黄河流域汾河水系的龙凤河流。井田仅为冲沟，沟谷内一般无水流，在雨季遇暴雨时，雨水短时聚集，顺沟向南流入龙凤河，再向西流入汾河。

　　2、气象及地震

　　本井田属大陆性气候，根据沁源县气象台观测记录，本区7、8、9三个月为雨季，降水量最小为463.3mm（1972年），最大为861.6mm（1975年），蒸发量最小为1306.7mm（1983年），最大1609.6mm（1972年），蒸发量大于降水量2.3倍。冬春两季雨雪较少，夏末秋初雨量较大。一月份气温最低，平均为零下6.5℃，七月份气温最高，为37℃—38℃，年平均气温18.7℃。十一月份开始结冰，次年三月份开始解冻，冻土深度最大为750mm（1976—1977年），最小为370mm（1972—1973年）,最大积雪厚度22cm。

　　本区夏季多东南风，冬春季多西北风，最大风速16m/s。

　　据中华人民共和国GB50011-2001《建筑抗震设计规范》，本区抗震设防烈度为7度，设计基本地震加速度值为0.15g。

　　二、设计采用的原始资料

　　设计所采用的原始资料如下：

　　1、建设单位提供的“山西金晖隆泰煤业有限公司工业场地地形图（1：500）”；

　　2、建设单位提供的“山西金晖隆泰煤业有限公司地质地形图（1：5000）”，坐标采用1980年西安坐标系，高程采用1985年国家高程基准；

　　3、建设单位提供的技术资料及支持性文件；

　　4、建设单位提供的原初步设计说明及图纸；

　　5、采矿专业提供的主斜井、副立井、回风立井资料：

　　主斜井：X=4094294.362Y=19601123.251

　　Z=＋1442.300α=149°00′00″方位角

　　副立井:X=4094339.631Y=19601192.017

　　Z=＋1442.200

　　回风立井:X=4094280.446Y=19600950.511

　　Z=＋1440.000

　　6、相关专业资料；

　　7、设计委托书。

　　三、各场地相互关系

　　现有的工业场地位于井田北部，风井及其场地位于工业场地内，新增设的排矸场地位于工业场地东侧，紧邻工业场地。爆破材料库场地位于工业场地北侧约300m处。

　　矿井工业场地为利用现有场地，利用现有的主斜井，场地布局基本合理、安全可行，应以利用。在此基础上新增设副立井及风井。

　　各场地相互关系见“地形地质图（兼矿井地面总布置图）”C1128-103-01。

　　第二节总平面布置

　　主斜井位于工业场地中部，新建副立井位于工业场地北部，新建的回风立井位于工业场地西部。

　　根据生产工艺平面布置、矿井地面布置、场地地形、地貌及进场公路的布置要求，场地轴向方位正南。场地内建、构筑物布置力求整齐美观、紧凑合理，满足现行安全规程及设计规范要求的间距，满足场内外运输、管网敷设、绿化及节约用地要求。

　　一、工业场地总平面布置原则

　　根据场地现有情况，并根据本次兼并重组整合项目设计的需要，确定以下布置原则：

　　（1）满足改造生产工艺要求，结合地形、地物、工程地质、水文、气象等自然条件和工业场地竖向布置，做到有利生产、方便生活、节约用地。

　　（2）充分利用已有场地建（构）筑物和设施。

　　（3）符合环境保护要求，搞好绿化美化设计，改善场区环境。

　　（4）考虑风向、朝向、通风条件及地面排水。

　　二、场地功能分区

　　依据井田开拓、地面运输的要求，本着节约用地的原则，工业场地已基本形成，本次设计立足于对现有工业场地的改造，总平面布置保持原有场地的布置格局不变。

　　场地功能区划分为主要生产区、辅助生产区和行政生活区。

　　1、主要生产区

　　主要生产区布置在工业场地中部及西部，原有建筑（构）筑物已不能满足改造后的需求，需拆除后新建。本次设计新增的主要建（构）筑物包括生产系统（有主斜井、井口房、带式输送机栈桥、转载站和产品筒仓）、地面压缩空气站等建构筑物。

　　风井及其场地位于工业场地西侧。

　　2、辅助生产区

　　辅助生产区设置在工业场地中、北部，在现有综采机修联合建筑、浴室的基础上，新增了副立井井口房、综合楼（包括灯房、任务交待室等）、岩粉库、消防材料库、井下水处理站、坑木加工房、器材棚等建构筑物。

　　3、行政生活区

　　行政生活区位于工业场地中部及东部，在现在办公楼、食堂（干部食堂）的基础上，新增设了单身宿舍、食堂等建构筑物。

　　工业场地总平面布置详见图10－2－1。

　　三、场内主要通道及各种露天场地面积的确定

　　1、场内通道宽度主要依据下列因素确定：

　　（1）通道两侧建、构筑物及露天设施对防火、安全与卫生间距的要求；

　　（2）道路与带式输送机通廊等运输线路的布置要求；

　　（3）各种管线的布置要求；

　　（4）绿化布置的要求；

　　（5）施工、安装与检修的要求。

　　依据以上原则，场内主要通道（建筑红线距离）宽度为23m。

　　2、各种露天场地面积的确定：

　　综采机修联合建筑周围露天场地主要考虑装卸、临时堆存、检验或维修操作之用。结合场地情况，综采机修联合建筑和周围露天场地面积按厂房建筑面积的2倍计算，即露天场地面积为3960㎡。

　　四、工业场地布置的主要技术经济指标

　　表10-2-1场地主要工程量及技术经济指标表

　　第三节竖向设计及场内排水

　　一、竖向布置原则

　　1、在保证防洪排涝要求的前提下，竖向布置应满足建、构筑物之间的生产联系和对高程的要求，为场内外运输、排水和装卸作业创造良好的条件；

　　2、合理利用自然地形，尽量减少土（石）方、建筑物基础、护坡等工程量；

　　3、由于工业场地已基本形成，故本次设计应尽量利用现有已平整地形。

　　二、竖向设计

　　由于工业场地已基本形成，故本次设计在现有基础上进行平整。

　　现有的工业场地大致分为三个台阶，第一台阶位于副立井井口西北侧，布置了井下水处理站及生活用水井，场地标高大约为1452.000m；除风井及其场地、筒仓、锅炉房及汽车外运场地外，其余建、构筑物全部位于第二台阶上，场地标高大约为1442.000m；风井及其场地、筒仓、锅炉房及汽车外运场地位于下台阶上，场地标高大约为1440.000m。

　　场地最大挖方深度为8m，最大填方深度为6.0m，场地四周边坡稳定采取挡土墙加护坡，边坡坡度挖方区为1:0.5，填方区1:1.5。

　　三、土石方工程量及填挖平衡措施

　　矿井工业场地竖向布置已经基本形成，只需对局部进行平整，初步估算场地平整土石方工程量挖方量为4.5万m3，填方量为8.0万m3，填方量大于挖方量，不足分部土方就近取土，平均运距按300m计算。

　　四、场内排水

　　场内排水方式，采用有组织明沟（局部地段加盖板）排水方式，将场地内的雨水排至已有的排洪沟内，最终排出场外。场地西侧及北侧周边坡顶外侧处设置截水沟，截水沟至边坡顶边界距离不小于3.0m。截水沟断面型式为矩形，沟宽0.6m，沟深0.6m，壁厚0.4m，M5水泥砂浆砌MU30号片石。

　　第四节场内运输

　　一、运输方式

　　场内运输物品主要是产品煤、建筑器材、矸石、机电设备等。场内采用窄轨和公路相结合的运输方式。

　　二、场内运输

　　1、窄轨铁路

　　场内窄轨铁路主要与主斜井井口和副立井井口相联系。窄轨铁路由主斜井车口车场地和副立井井口车场牵出，通往综采机修联合建筑、岩粉库及消防材料库。线路长度约500m，采用的技术标准为：500mm轨距，30kg／m钢轨，最小曲线半径9.0m。另考虑到材料和设备的装卸，配备CCQ3和CC5内燃叉车各1台。

　　2、场内道路

　　场内道路主要担负材料和设备的运输，并兼顾人员交通和消防通道。场内道路全长550m，路面宽7.0m，路基宽9.0m。采用水泥混凝土路面，26cm厚C30水泥混凝土面层，25cm厚水泥碎石稳定土基层，20cm厚3:7灰土垫层。

　　道路最小转弯半径9.0m，最大坡度6.9%，线密度为84.6m/hm2。

　　三、车辆

　　考虑到零星材料运输、交通和生活需要，配备卡车2辆（5t和8t各一辆）、救护车1辆、小轿车2辆、越野车2辆和大客车1辆。

　　第五节其它场地布置

　　一、风井场地

　　根据矿井井下开拓部署及地面地形条件，风井场地布置在矿井工业场地场西北角，布置有通风机房、电气值班室等。用地面积包含在矿井工业场地占地内，场地标高约为+1440.000m。

　　二、排矸场地

　　排矸场地选择在矿井工业场地东侧的沟内，占地面积1.0hm2，排矸场地所处的冲沟较小，矸石填沟应由沟头开始，矸石每堆高5m，覆盖50cm黄土压实，沟满后用1.0m厚的黄土覆盖，压实后可种植树木绿化。在沟口应设置一道拦矸坝，长120m，高12m，并沿沟中心设置一道1-1.0m涵洞，长约300m，将该冲沟的水排出场地外，使场地不受洪水威胁。

　　三、地面爆破材料库场地

　　《煤炭工程项目建设用地指标》（2009年5月1日试行）第二章2.0.5.6“地面爆破材料库应在矿区或分区集中设置，或依托当地供应部门供给，不单建矿井地面爆破材料库”。由于该指标为试行阶段，结合当地实际情况，暂无集中修建或当地供应部门供给的条件，需修建地面爆炸材料库，位于工业场地北侧约300m处，场内主要设炸药库和雷管库各一座，另设值班室及相应的配套设施，占地0.65hm2。需新购地。

　　第六节管线综合布置

　　一、工业场地工程管线的种类

　　工业场地工程管线包括给水管、供热管线、电力电缆、通讯电缆、照明电缆等。

　　二、布置原则

　　1、尽量使各种管线间及管线与建、构筑物之间在在平面和竖向布置上相互协调。

　　2、合理选择管线的敷设方式及路径。

　　3、管线尽量呈直线布置，且平行与道路或建筑物的长轴方向布置，使线路短捷，以减少工程量及投资。

　　4、尽量避开高填、深挖和地质不良地段。

　　三、敷设方式

　　多数管线采用地下直埋方式，管线密集处采用综合管沟，热力管采用地沟敷设。

　　第七节场地绿化

　　绿化是防护和改善环境的有效措施之一，因此在总平面设计时充分考虑了场区绿化，对场区内凡可以植树种草之处，都进行了必要的绿化，绿化方式以行道树为主，配设花园绿地，点线面相结合。行道树沿场内道路两侧及场区四周种植，树种以槐树、大叶女贞、构树等为主。在场前区、锅炉房周围的空间内设置小花园，进行点植或片植，乔木和灌木相间，辅以草坪：树种以罗汉松、刺柏、云杉、旱柳等乔木；以法国冬青、凤尾兰、迎春花、紫丁香等花灌木为主；草坪种以颜色青绿的马尼拉草。

　　场地绿化占地系数为20.0%，绿化占地面积为1.17hm2。

　　第八节防洪排涝

　　一、井田内河流情况

　　本区地表水属黄河水系汾河支流的龙凤河小流域。沟谷内一般无水流，在雨季遇暴雨时，雨水短时聚集，顺沟向南流入龙凤河，再向西流入汾河。

　　工业场地位于井田北部，工业场地内处于两条冲沟的交汇处，一条自自北向南，一条自西北向东南。

　　二、防洪设计标准

　　山西金晖隆泰煤业有限公司矿井设计生产能力为900Kt/a，属于中型矿井，根据《煤炭工业矿井设计规范》之规定，井口和工业场地的防洪设计标准（重现期）按100年考虑，井口按300年标准进行校核。

　　三、防洪排涝措施

　　工业场地位于两条冲沟的交汇处，自北向南的冲沟据建设单位意见，要修建拦水坝，蓄水后与以利用。该工程建设单位另行委托有资质设计单位进行专项设计，本设计中就不以考虑。

　　工业场地南侧的自西北向东南的冲沟，其汇水面积为0.11km2，依据铁三院洪水流量公式计算得出：百年周期洪峰流量为Q1=3.62m3/s，三百年周期洪峰流量为Q0.33=5.26m3/s。

　　工业场地已形成的防洪排涝系统，包括场地内洩水涵洞及排水沟。现有的沿工业场地西南端山脚下修建的1-2.5石拱涵，经核算，可以满足泄洪要求。

　　为防止山坡上的雨水对场地造成威胁，沿工业场地周围山坡上方设置截洪沟，M7.5水泥砂浆砌MU30片石砌护。截流山坡上方的雨水，使之排出场地外。

　　经核算，上述防洪排涝设施可以满足改造后的需要，该工业场地不存在洪涝威胁。

　　工业场地已形成多年，未发生洪涝灾害。

　　第十一章电气

　　第一节供电电源

　　山西金晖隆泰煤业有限公司现有两回10kV电源，两回电源线路分别引自王陶35kV变电站的10kV不同母线段，导线为LJ-150型钢芯铝绞线，供电距离9km，经计算校核，现有10kV电源不能满足矿井资源重组整合后的生产要求。本次设计山西金晖隆泰煤业有限公司矿井供电采用两回35kV专用电源线路供电。

　　山西省电力公司沁源支公司拟在王和镇古寨村建设110kV变电站，古寨110kV变电站位于矿井工业场地东南约6km处，站内设计装设两台主变，容量为2×40MVA。

　　根据山西金晖隆泰煤业有限公司0.9Mt/a生产能力估算的负荷和矿方要求，本次设计山西金晖隆泰煤业有限公司矿井供电采用两回35kV专用电源线路供电，两回LGJ-120线路引自距矿井工业场地东南约6km处的古寨110kV变电站35kV不同母线段。矿井两回路电源线路，当任一回路发生故障停止供电时，另一回路能担负矿井全部负荷。矿井的两回路电源线上均不得分接任何负荷，确保矿井供电安全可靠。矿井供电电源地理位置接线示意图见图11－1－1。

　　第二节电力负荷

　　矿井用电设备总台数162台

　　矿井用电设备工作台数145台

　　矿井用电设备总容量7826.9kW

　　矿井用电设备工作容量6302.5kW

　　矿井最大计算有功功率4024.6kW

　　矿井最大计算无功功率1135kvar

　　矿井最大计算视在功率4181.6kvar

　　10kV母线自然功率因数0.71

　　10kV侧无功功率补偿2700kvar

　　补偿后10kV侧功率因数0.96

　　全矿井年耗电量16451.92kkWh

　　矿井吨煤电耗18.280kWh

　　矿井电力负荷统计表见附表11-2-1。

　　矿井主变压器选择表见附表11-2-2。

　　第三节送变电

　　一、矿井供电系统技术特征

　　山西金晖隆泰煤业有限公司双回35kV电源,两回LGJ-120线路分别引自距矿井工业场地东南约6km处的古寨110kV变电站35kV不同母线段。两回电源线路，一回工作，一回热备用，当任一回路发生故障停止供电时，另一回路应能担负矿井全部负荷，矿井的两回电源线路上都不得分接任何负荷。

　　二、送电线路技术特征

　　矿井两回35kV电源线路，地处气象条件接近国家Ⅵ类典型气象区，年平均气温18.7℃，最高气温38℃（7月份），最低气温为-6.5℃（1月份）。最大风速16m/s。

　　1、设计选择钢芯铝绞线架空敷设，导线截面的确定，按矿井最大计算用电负荷，In=

　　=

　　=73.77A，根据矿井年最大负荷利用时间在5000小时以上，选取线路的经济电流密度为0.9A/mm2，S=

　　=82mm2经计算：选取古寨两回110kV变电站35kV母线段至矿井工业场地35kV变电所35kV架空导线为LGJ-120型钢芯铝绞线，单回线路长6km，分别采用钢筋混凝土门型杆或等径杆架设，线路压降0.91％。35kV线路靠近变电所1.5km线路架设GJ-35避雷线。

　　2、按全线电压损失校验导线截面：

　　(1)、1#进线负荷矩计算

　　35kV供电线路全线（古寨110kV变电站至工业场地35kV变电站）供电距离为6km，

　　(2)、1#进线电压损失计算

　　查35kV架空线路单位负荷距时的电压损失百分数，得

　　LGJ-120，当cosφ=0.9时，△u%=0.0378%/MW

　　km，则

　　故两回电源均可满足矿井正常生产用电的要求。

　　三、矿井地面变电所

　　在地面工业场地新建一座35kV变电所。变电所位置靠近负荷中心，地质条件较好，进、出线方便，通风良好，位于各种污染源的上风侧。副井工业场地35kV变电所采用电压等级35kV、10kV、0.4kV，母线均为单母线分段。所内布置35kV、10kV高压配电室和0.4kV低压配电室，补偿电容器室。两台主变压器室外布置，两台低压变压器室内布置。根据运行方式，全矿井无功补偿采用变电所10kV侧集中补偿的补偿方式，选用TBBZ型高压动态无功补偿装置，补偿容量2700kVar。变电所35kV母线、10kV母线各装两台避雷器柜，35kV进线末端、10kV出线末段装管型避雷器用于防感应雷。35kV进线靠近变电所1.5km线路架设避雷线，35/10kV变电所内架设避雷针，防直击雷。所用变分别设置于35kV两回电源进线侧。本矿35kV进线一回工作，一回带电备用；本变电所采用直流操作的方式，操作电源取自控制室直流屏，事故状态时取自免维护铅酸蓄电池。本变电所设计采用微机保护和微机监控设备，完成对变电所主设备的控制、保护、测量、信号等功能。

　　四、短路电流计算

　　1、短路电流计算取电力系统110kV侧为无限大容量。基准容量Sb=100MVA。

　　2、短路电流计算系统图见图11－3－１

　　短路电流计算结果见表11－3－2。

　　3、短路电流计算等值电路图见附图11－3－2

　　电缆热稳定Smin=

 

　　×103=

 

　　×103=15mm2，限制最小电缆截面为10kV铜芯电缆截面不小于25mm2。

　　电流互感器Imin=I∞

　　×103/Kt=4..032

　　×103/80=25A，限制最小电流互感器一次侧额定电流不小于30A。

　　4、继电保护

　　变电站继电保护和自动装置均按国家标准给予配置。变电站35kV进出线装设三段式电流保护及备用电源自动投入装置。

　　主变压器两侧配置纵差保护、瓦斯保护、过电流保护、过负荷保护、温度保护等。

　　10kV馈出线路保护：两段式电流保护。第一段无时限电流速断装置作为线路的辅助保护，第二段带时限过电流保护装置作为主保护。三段式零序电流保护。

　　10kV电容保护：两相式电流速断保护，分组或单台电容器熔断器保护。

　　10kV系统接地保护：10kV系统装设小电流接地选线装置，在所有10kV电缆馈出线或经电缆引出的架空线路上均安装零序电流互感器，构成单相接地具有选择性保护装置，单相接地保护作用于信号。

　　选用一套S900变电站综合自动化系统。整个系统分为三层：间隔设备层、通信网络层、站控监控层。间隔层设备保护、监控及自动装置由现场就地独立完成，间隔层设备同站控监控系统通过CAN网同站控主机相连，保护动作、自动装置动作、备用电源投入不依赖通信网络，站控主机只做监控管理工作。通信网络层主要完成各种设备功能及各种智能设备、自动装置等通信接口功能。站控监控层主要完成全站数据采集与处理、断路器控制等监控功能。整个自动化系统可完成变电站遥控、遥信、遥测、遥调等功能，实现变电站无人值班或少人值班。

　　第四节地面供配电

　　一、地面配电系统

　　工业场地35/10/0.4kV变电所向矿井地面、井下全部负荷供电，主通风机、地面生产系统配电室等采用10kV双回路由工业场地35kV变电站供电，主斜井胶带机、副井提升机、空压机房、锅炉房、主斜井空气加热室、副立井空气加热室、灯房浴室、井下水处理、调度楼以及副井绞车房、副井井口房低压负荷等采用380V双回路由工业场地35/10/0.4kV变电所供电。地面其余配电点：机修车间、坑木加工房、食堂、等采用380V单回路由工业场地35/10/0.4kV变电所供电。以架空和电缆辐射方式供电。供电电缆采用直埋或沿电缆沟敷设方式向各配电点供电。其中：高压电缆选用VV22－8.7/10型，低压电缆选用VV22-0.6/1型全塑内钢带铠装电力电缆。架空线选用LGJ钢芯铝绞线。

　　二、工业场地及建筑的接地和照明

　　在工业场地内凡高于15m之建（构）筑物均按三类建（构）筑物防雷设防；变电所内35kV母线、10kV母线设避雷器柜，为防止雷电波侵入，当电缆转换为架空线时，在转换处装设避雷器，避雷器和绝缘子铁脚、金具等连在一起接地，其冲击电阻不大于30欧姆。

　　工业场地35kV变电所变压器采用中性点不直接接地，工业场地10kV变电所动力变压器380V侧中性点直接接地，接地装置的接地电阻不超过4欧姆。为防止雷电波侵入井下，凡露天出（入）井的金属轨道、金属管路及铠装电缆的金属外皮，均需在出（入）井口附近，将金属体作不少于两处的可靠接地。各电气设备之正常不带电的金属外壳、铠装电缆的金属外皮等均通过专用接地线按规程可靠接地。

　　地面各低压配电点采用动照合一方式，以三相四线制系统供电。地面各低压配电点0.4kV配电装置选择JDL-1型低压配电屏。各生产车间采用工厂灯照明，办公楼、单身宿舍等建筑采用节能型日光灯照明，矿井变电所、生产调度、通信站、主斜井井口房、通风机、副立井井口房、地面生产系统的控制室、锅炉房、矿井监控室、矿山救护值班室等重要场所重点位置应设置应急照明装置，公共场所要配备声光控制器，场区室外采用高压纳灯照明并装设光电控制器。照明电压380/220V。

　　10kV配电室、0.4kV配电室、变电所控制室及生产系统走廊、锅炉房等一些重要场所设事故照明。

　　检修照明电源电压采用36V。

　　三、生产系统配电控制

　　生产系统采用防水、防尘、隔爆电气设备。运转设备采用集中联锁与就地解锁两种控制方式，联锁控制用于正常生产，解锁控制用于设备检修及试运转，生产系统按逆煤流起车，顺煤流停车方式起停设备。生产系统信号采用预告-禁起制与局部联系信号相结合的方式。控制室设置在筛分楼。

　　筛分楼内设有配电室，生产系统设双回路供电，电源引自地面工业场地35kV变电站10kV不同母线段，选择两台S11-315/10，10/0.4kV型315kVA变压器给生产系统设备配电，负荷率74.88％。生产系统用电设备共10台，安装容量314.5kW，低压配电装置采用JDL型低压配电柜。

　　四、水源井及爆破材料库等分散负荷的配电控制

　　本矿在生活区打一眼水井，供全矿井生活用水，电源由设地面10kV变电所低压配电柜供给；爆炸材料库位置由当地公安部门确定，爆炸材料库设独立避雷针1只，接地电阻不大于10Ω。爆炸材料库内只设照明，电源引自矿井380/220V照明网，灯具选用防爆型，电线穿管敷设。

　　五、多电源实验装置

　　设计选用一套ZDS-1-630-3型多电源实验装置，设置在机修车间配电室，作为电机和电器的试验电源之用，也可作为综采机组地面试运转电源之用。采用一回10kV电源供电，电源引自地面35kV变电所10kV馈电回路，电源电缆选用VV22－8.7/10型聚氯乙烯绝缘钢带铠装聚氯乙烯护套电力电缆。

　　第五节井下供配电

　　一、井下负荷及下井电缆选择

　　1、井下负荷

　　井下用电设备总台数：95台。

　　井下用电设备工作台数：86台。

　　井下用电设备总容量：4653.6kW。

　　井下用电设备工作容量：4112.6kW。

　　井下最大计算有功功率：2886.5kW。

　　井下最大计算无功功率：2939.1kVar。

　　井下最大计算视在功率：4119.5kVA

　　2、下井电缆选择

　　从地面工业场地35kV变电站10kV不同母线段引两回电源向井下供电，电缆经副立井井筒敷设至井下主变电所，下井电缆沿井筒内电缆挂架敷设。根据负荷统计情况，In=

 

　　(2)、1#及2#下井电缆电压损失计算

　　查阻燃交联铜芯电缆单位负荷距电压损失百分数得

　　3×150mm2，当cosφ=0.7时，△u%=0.211%/MW

　　km，则

　　故选用MYJV42-8.7/103×150mm2型煤矿用交联聚氯乙烯绝缘钢带铠装聚氯乙烯护套电力电缆，两回电源均可满足矿井正常生产用电的要求。

　　二、井下主变电所

　　井下主变电所位于副立井井底，与井下主排水泵房联合布置。电压等级10/0.69kV，10kV和0.69kV母线均采用单母线分段接线方式，10kV配电装置选用PBG60-10型矿用隔爆型高压真空配电装置，660V配电装置选用KBZ型矿用隔爆型低压馈电开关，变压器选用2台KBSG-630/10，10/0.69kV型630kVA矿用隔爆干式变压器，负荷率73.50%，担负副立井井底、主排水泵等低压负荷及照明用电，另选用两台KBSG-100/10，10/0.69kV型100kVA矿用隔爆干式变压器，负荷率68.57%，为9号煤掘进工作面局部通风机提供专用电源。

　　井下采区变电所电压等级10/0.69kV，10kV母线均采用单母线分段接线方式，0.69kV母线采用单母线接线方式。10kV配电装置选用PBG60-10型矿用隔爆型高压真空配电装置，变压器选用1台KBSG-315/10，10/0.69kV型630kVA矿用隔爆干式变压器，负荷率76.70%，担负6号煤轨道下山设备、掘进工作面等低压负荷及照明用电，另选用两台KBSG-100/10，10/0.69kV型100kVA矿用隔爆干式变压器，负荷率68.57%，为9号煤掘进工作面局部通风机提供专用电源。严禁井下配电变压器中性点接地。严禁由地面中性点直接接地的变压器或发电机直接向井下供电。

　　井下运输巷胶带机供电选用1台KBSGZY-500/10，10/0.69kV型500kVA矿用隔爆移变，负荷率73.80%，担负井下大巷胶带机用电。

　　本矿各掘进面局部通风机供电采用“三专两闭锁”，即双电源切换、专用开关、专用变压器、专用线路和风电、瓦斯电闭锁。在主变电所设置2台KBSG-100/10，10/0.69kV型100kVA矿用隔爆型干式变压器为9号煤掘进工作面局部通风机提供专用电源。在采区变电所设置2台KBSG-100/10，10/0.69kV型100kVA矿用隔爆型干式变压器为6号煤掘进工作面局部通风机提供专用电源。

　　对供电距离远、负荷大的采掘工作面设备，采用移动变电站深入采区供电。

　　9号煤9101回采工作面选用一台KBSGZY-800/10，10/1.2kV型800kVA矿用隔爆型移动变电站和一台KBSGZY-400/10，10/0.69kV型400kVA矿用隔爆型移动变电站，9101回采工作面胶带顺槽口选用一台KBSGZY-400/10，10/0.69kV型400kVA用隔爆型移动变电站；9号煤顺槽掘进工作面各选用一台KBSGZY-630/10，10/0.69kV型630kVA矿用隔爆型移动变电站。9号煤各移动变电站用电缆选用MYPTJ-8.7/10矿用移动屏蔽监视型橡套电缆，由井下主变电所供电。井下主变电所供移动变电站的高压馈电线上装设有选择性的动作于跳闸的单相接地保护装置。

　　6号煤6101回采工作面选用一台KBSGZY-800/10，10/0.69kV型800kVA矿用隔爆型移动变电站，6101回采工作面胶带顺槽口选用一台KBSGZY-200/10，10/0.69kV型20kVA用隔爆型移动变电站。6号煤各移动变电站用电缆选用MYPTJ-8.7/10矿用移动屏蔽监视型橡套电缆，由井下主变电所供电。井下主变电所供移动变电站的高压馈电线上装设有选择性的动作于跳闸的单相接地保护装置。

　　采区内固定照明电压127V由BZX-2.5660/127V照明变压器综合保护装置供给。

　　三、井下配电系统

　　井下主变电所以双回10kV向采区变电所供电，以单回10kV向9号煤移动变电站供电，以660V向副立井井底、主水泵房等低压负荷及照明供电。采区变电所以单回10kV向6号煤移动变电站供电，以660V向6号煤轨道下山固定设备、6号煤掘进工作面供电。掘进工作面局部通风机供电采用“三专两闭锁”，即双电源切换、专用开关、专用变压器、专用线路和风电、瓦斯电闭锁。井下用电设备电压等级10kV，1140V，660V，照明电压为127V。采区及井底车场电气设备均选用矿用隔爆型，40kW以上的电动机采用矿用隔爆真空磁力起动器。照明变压器综合保护装置选用ZBX型隔爆型照明变压器综合保护装置。主变电所至各移动站干线电缆选用MYPTJ-8.7/10矿用移动屏蔽监视型橡套电缆，660V低压配电系统电缆选用MYP-0.38/0.66型矿用橡套软电缆。

　　四、井下照明、接地

　　1、照明

　　井底车场及机电硐室、变电所、采区变电所、主排水泵房、调度室、候车室、井下消防材料库、运输大巷、运输顺槽等巷道、硐室设固定照明。照明变压器选用ZBX型矿用隔爆照明变压器综合装置，照明电压127V，照明灯具选用MBH11-18/127型矿用隔爆型节能荧光灯。综合机械化采煤工作面照明灯具选用KBY-62-1型矿用自移支架灯。

　　2、接地

　　井下主排水泵房水仓中设主接地极，主接地极应在主、副水仓中各埋设一块。主接地极应用耐腐蚀的钢板制成，其面积不得小于0.75㎜2、厚度不得小于5㎜。井下中央变电所和各配电点及连接高压动力电缆的金属连接装置均设局部接地极。局部接地极可设置于巷道水沟内或其他就近潮湿处。设置在水沟中的局部接地极应用面积不小于0.6m2、厚度不小于3㎜的钢板或具有同等有效面积的钢管制成，并应平放于水沟深处。设置在其他地点的局部接地极，可用直径不小于35㎜、长度不小于1.5m的钢管制成，管上应至少钻20个直径不小于5㎜的透孔，并垂直全部埋入底版；也可用直径不小于22㎜、长度为1m的2根钢管制成，每根管上应钻10个直径不小于5㎜的透孔，两根钢管相距不得小于5m，并联后垂直埋入底版，垂直埋深不得小于0.75m。井下所有局部接地极和各电气设备的保护接地装置均通过电缆接地芯线及屏蔽层相互可靠联接，并同主接地极相连，形成井下总接地网。接地网上任一保护接地点所测的接地电阻值均不超过2Ω；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导线的电阻值不超过1Ω。

　　井下变电所低压总开关和分开关及各配电点的低压配电网络开关均设有漏电保护，由地面直接入井的金属管路等必须在井口处将金属体作不少于两处的可靠接地。

　　第六节监控及计算机管理

　　一、简述

　　矿井整合后生产能力900kt/a，开采6号、9（9+10）煤，该矿属低瓦斯矿井，煤尘有爆炸性，容易自燃煤层。目前火灾、瓦斯、粉尘爆炸、水灾等矿井灾害对矿井安全造成的威胁。随着科学技术的发展和生产的实际需求，矿井生产对安全提出了更新更高的要求。对煤矿这样的生产型企业，既要解决煤矿生产过程中的安全问题，更多的掌握井下各种安全参数，防止各种危害事故的发生，又要掌握矿井生产状况，依靠科学信息指挥生产，决策管理，实现安全生产管理科学化。当前煤炭企业正在走高产高效的道路来提高煤炭企业的综合实力。实现矿井高产高效的一个重要手段就是建立一套使矿井管理人员能够及时、准确、全面地掌握和了解安全、生产的综合系统，做到对灾情的早期预报、自动处理，避免事故发生，保证人身财产安全及矿井生产安全。为了确保矿井安全生产，对井下通风、瓦斯等环境参数、机电设备和供电系统等工况参数进行监测，同时在瓦斯超限时进行报警及断电，安装一套矿井安全生产监测监控系统是非常必要的。

　　二、安全生产监控系统选择原则

　　1、设计选型以井下安全生产环境参数监控为主，并对地面、井下主要生产设备运行状态进行监测。

　　2、设计选择具有可靠性、先进性、扩展性、抗干扰性的设备，适应矿井延深、扩建、发展的可变性。

　　3、结合矿井实际情况，操作简便，经济适用。

　　该矿没有配备安全生产监控系统，本设计选用KJ70N型安全生产监控系统，并严格按照《煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范》AQ1029-2007行业标准及《煤矿安全监控系统通用技术要求》AQ6201-2006的相关要求进行设备配置。

　　三、安全生产监控系统的功能

　　1、对井下生产环境安全参数连续监测监控，其环境安全参数主要有：瓦斯、风速、一氧化碳、温度、烟雾、煤位、水位、主要风门及其他设备开闭状态、通风机风硐负压等。

　　2、对主要生产设备运行状态连续监测，如：局部通风机、主排水泵、地面通风机等。

　　3、对供电状态连续监测，地面变电所、井下主要配电点被控设备开关运行状态进行连续监测。

　　4、井下装备井下作业人员移动目标监测跟踪系统。并接入矿井安全生产监控系统中。

　　5、主斜井胶带机装备矿井产量监测装置，实时监测矿井实际产量，并接入矿井安全生产监控系统中。

　　6、井下胶带机系统装备综合保护装置，并接入矿井安全生产监控系统中。

　　四、监测监控系统配置

　　1、地面设安全生产监控中心站

　　中心站设在矿工业场地办公楼内，站内设备配置：监控主机两台，互为备用，显示器两台、打印机2台、图形工作站两台、服务器一台、传输接口一台、UPS不间断电源一台、雷击保护装置一台、系统软件一套。

　　2、传输系统

　　系统传输干线选择矿用屏蔽四芯阻燃通信电缆，由地面中心站经副立井井筒敷设至井下各分站，电缆选型MHYA32-4×1/0.8型。井下巷道中干线电缆选型MHYBV-4×1/0.8型，支线选用MHYV-4×7/0.28型矿用阻燃通信电缆。

　　3、分站，KJ70N-F型，地面分站3台，设置在地面生产系统1台，地面变电所1台，通风机房1台；井下8台，布置在井下主变电所1台，9101回采工作面运输顺槽1台，9102掘进工作面顺槽1台，6101回采工作面运输顺槽1台，6102掘进工作面顺槽1台，井下采区变电所1台，胶带大巷胶带机机头1台，回风立井井底测风站1台。

　　4、传感器布置

　　（1）瓦斯传感器KGJ25型，布置在回采工作面及上隅角和采掘工作面回风巷、井底煤仓上口、井下总回风巷测风站等处。

　　在回采工作面上隅角设置瓦斯传感器1个，回风顺槽距采煤工作面≤于10m处设置瓦斯传感器1个；在回风顺槽距回风大巷10∽15m处设瓦斯传感器一个；采煤机上装设便携式甲烷检测报警仪1个。

　　在每个掘进工作面≤5m处设置瓦斯传感器1个，在掘进工作面回风流中距回风大巷10至15m处设置瓦斯传感器1个，在轨道大巷安设局部通风机并设置局部通风机开停传感器、风筒开关传感器各1个，掘进机上装设便携式甲烷检测报警仪1个。

　　瓦斯传感器应布置在巷道的上方，并应不影响人、车通行，安装维护方便。瓦斯传感器应垂直悬挂，距顶板(顶梁)不得大于300mm，距巷道侧壁不得小于200mm。

　　主要瓦斯传感器设置地点统计表见下表11-6-1：

　　表11-6-1主要瓦斯传感器设置地点统计表

　　甲烷传感器设置地点报警浓度断电浓度复电浓度断电范围数量

　　采煤工作面上隅角≥1.0%CH4≥1.5%CH4工作面及回风巷全部

　　非本安电气设备2

　　采煤工作面≥1.0%CH4≥1.5%CH4＜1.0%CH4工作面及回风巷全部

　　非本安电气设备2

　　采煤工作面回风巷≥1.0%CH4≥1.0%CH4＜1.0%CH4工作面及回风巷全部

　　非本安电气设备4

　　采煤机瓦斯报警仪≥1.0%CH42

　　煤巷、半煤岩巷和有瓦斯涌出岩巷的掘进工作面≥1.0%CH4≥1.5%CH4＜1.0%CH4掘进巷道内全部

　　非本安电气设备1

　　煤巷、半煤岩巷和有瓦斯涌出岩巷的掘进

　　工作面回风流中≥1.0%CH4≥1.0%CH4＜1.0%CH4掘进巷道内全部

　　非本安电气设备2

　　掘进机瓦斯报警仪≥1.0%CH42

　　回风巷及总回风巷≥0.7%CH41

　　（2）风速传感器KGF2型，布置在测风站及通风机风硐中。

　　（3）风门传感器CFK30-80型，布置在主要风门处。

　　（4）烟雾传感器KGN2型，布置在井下胶带运输机的下风侧10∽15m处。

　　（5）水位传感器KG1017A型，布置在主排水泵房配水小井一个。

　　（6）一氧化碳传感器KGA3型，布置在采煤工作面上隅角，工作面或工作面回风巷中，带式输送机滚筒下风侧10∽15m处。

　　（7）温度传感器KGW5型，布置在采掘工作面回风巷及胶带机机头处，及井下机电硐室内。

　　（8）负压传感器KGY4型，布置在通风机风硐内。

　　（9）设备开停传感器，KGT9型，布置在局扇、通风机及其他被监控设备。

　　（10）在井下配电点被控设备开关的负荷侧设置GKT127-1140型馈电开关状态传感器。

　　（11）在局部通风机的风筒上，布置KGV6型风筒传感器。

　　（12）煤位传感器KGU5B型，布置在井底煤仓上口处。

　　地面、井下测控点共设传感器129个，各类传感器共备用59个。设置分站11个，各分站及各类传感器设置地点见表11-6-2。

　　矿井安全生产监控系统配置见《矿井安全生产监测监控系统图》及《测控点布置图》C1128-274-01、C1128-274-02、C1128-274-03。

　　五、煤炭产量监控系统

　　矿井设计选用DT-KC2000产量监控系统，实时传输矿井产量情况，在主斜井胶带机上配置型电子皮带称，由称重器、测速传感器积算器及称重显示器及通信接口组成，具有显示打印、通信能力，并纳入矿井安全生产监控系统中。

　　六、井下人员移动目标监控系统

　　为确保煤矿井下作业人员安全，自动检测下井时间、路径、作业地点等相关信息，该矿没有配备井下人员考勤定位监控系统，设计选用KJ69型井下人员考勤定位监控系统。由地面监控室、传输系统、井下定位分站及无线信息采集设备组成。

　　地面监控室配置监控主机1台，服各器1台，数据传输接口1台，打印机1台，显示器1台，机房避雷器1台，不间断电源1台，监控系统软件1套。

　　地面至井下传输电缆采用四芯矿用阻燃通信电缆，井下主要巷道设置现场总线，在井口房、井底车场等候室、运输大巷，井下采掘工作面作业点设置井下定位分站。

　　第七节矿井通信系统

　　一、概述

　　矿井生产能力900kt/a，矿井通信系统包括行政通信和生产调度通信。地面设通信交换机室，对矿井地面、井下各用户进行行政、调度通信。矿井通信交换机中继线与王和镇电信局汇接，采用6芯光缆线，架空敷设线路长4km。

　　二、地面通信系统

　　1、设计选用KTJ-4H-128型矿用程控通信交换机，128门，行政、调度合一。通信交换机设置在办公楼内。在办公楼、任务交待室、矿灯房、地面变电所、主斜井井口房、副立井绞车房、主副井空气加热室、筛分车间、通风机房、锅炉房、井下水处理站、二级加压泵站、机修车间、坑木加工房、综采设备库、单身宿舍等设置电话机。用户数80个，通信电缆采用HYA-0.4型市话通信电缆，敷设方式采用沿建筑物外墙挂设方式，至偏远地点采用电杆架设方式。

　　2、无线通信系统

　　矿井设计选用1套KT23煤矿无线通讯系统，并通过专用接口接入生产调度通信系统。KT23煤矿无线通信系统由以下设备组成：KDW52矿用电源箱、KTW12无线中心控制器、KLT12矿用线路延伸器、KTW13矿用基站、KTW14矿用本安手机及其它线路设备。移动通信配置，对地面生产管理、消防、救护、运销等，井下主要班组人员等专门调度人员及时快捷地通信联络。

　　三、井下通信

　　在井底车场硐室、井下主变电所、主排水泵房、回采工作面、掘进工作面、大巷胶带机设置本安型电话机，通信电缆选用矿用阻燃型MHYA32-30×2×0.8型两回沿主副井井筒敷设至副立井井底交接箱，再经分线盒引至各用户，用户数量18个。

　　四、井下主变电所与地面变电所设置直通电话

　　副立井井口房与井底等候室之间设直通电话。井下主排水泵房、井下主变电所、地面变电所，地面通风机房与矿调度室之间设直通电话。井底煤仓上口与井底煤仓下口设直通电话。矿井变电所至上一级变电所设专用的通信设施。

　　矿用通信系统见图C1128-262-1。

　　五、矿井计算机管理系统

　　1、计算机管理系统功能

　　在矿井建立计算机管理信息系统，实现矿井办公自动化：电子账务、电子商务、电子邮件、网络会议、人力资源管理、档案管理、公文管理、信息数据库等。组建矿井局域网，资源共享，为矿领导提供相关的信息查询，便于矿领导预测、规划和决策。

　　2、计算机管理系统构成

　　在矿办公楼内设置计算机管理站，配置网络服务器2套，网络操作系统1套，系统软件1套，打印机1台，不间断电源1台。在矿领导和相关部门设置工作站20台。

　　第十二章地面建筑

　　第一节设计原始资料和建筑材料

　　一、交通与气象资料

　　1、山西金晖隆泰煤业有限公司工业场地位于山西省沁源县王和镇铁水沟村东。本场地至王和镇约5km，即与汾-屯公路接运，汾-屯公路全程为沥青质路面，沿汾-屯公路向北约32km，即到达平遥县城，与大运公路接运，交通较为方便

　　2、本区属大陆性气候，根据沁源县气象台观测记录，本区7、8、9三个月为雨季，年降水量最小为463.3mm（1972年），最大为861.6mm（1975年），蒸发量最小为1306.7mm（1983年），最大1609.6mm（1972年），蒸发量大于降水量。冬春两季雨雪较少，夏末秋初雨量较大。一月份气温最低，平均为-6.5℃，七月份气温最高，为37℃～38℃，年平均气温18.7℃。十一月份开始结冰，次年三月份解冻，最大冻土深度为750mm。本区夏季多东南风，冬春季多西北风，最大风速16m/s。

　　二、工程地质与地震资料

　　本场地所在井田地处太岳山区，地表为山区侵蚀地貌，沟谷纵横，局部有基岩出露，山顶、山脊大面积被黄土覆盖，植被不发育，地形十分复杂。本场地地貌属于弱侵蚀的中-低山区，场地西北高而东南低，呈多级台阶状向东南方向倾斜。场地地面相对高程介于1431.30m～1459.55m，最大高差约28.25m。

　　1、地层及岩土工程特性

　　根据钻孔揭露情况，本场地地表分布有表土和人工填矸（Q4ml），上部为第四系全新统冲积的粉质粘土（Q4al），下部为上更新统冲、坡积的粉质粘土（Q3al+dl）及二叠系（P）的强风化砂岩。各地基土层分布情况和岩土特征如下:

　　①填矸（Q4ml）：灰－黑色,土质不均匀，稍密，稍湿，主要为煤矸石及炉灰。本层主要分布于场地西南角之拟建的锅炉房及储煤场附近，层厚2.80～6.80m，层底埋深2.80～6.80m，层底标高介于1425.33～1433.15m。

　　②黄土状粉质粘土（Q4al）：褐黄色,土质均匀，具少量针状孔，局部含有少量氧化铁斑点，稍湿－湿，坚硬－硬塑，具中等压缩性，标准贯入击数平均值8.6击。本层在场地内普遍分布，层厚1.40～9.50m，层底埋深1.40～9.50m，层底标高介于1428.01～1447.88m。

　　③粉质粘土（Q3al+dl）：黄褐－灰色土质均匀，局部含有少量氧化铁斑点，偶见少量砂岩颗粒，饱和，可塑－软塑，具中等压缩性，标准贯入击数平均值9.2击。本层在场地内普遍分布，层厚1.40～12.0m，层底埋深3.80～13.10m，层底标高介于1421.23～1446.41m。在26、27号孔③层的底部夹薄层圆砾。

　　④强风化砂岩（P）：黄褐-灰黄色，主要成分为石英及长石，泥质胶结，层理构造，板状结构，节理裂隙发育，强风化。该层岩石破碎，回转钻进较易，该层在场地内普遍分布，本次勘察未见底，最大揭露厚度3.20m。

　　2、地基土湿陷性评价

　　本场地仅个别孔的个别土样室内土工试验指标反映此层具湿陷性，且分布深度均位于基础底面以上，故本场地设计时可按非湿陷性黄土场地考虑。

　　3、地下水、地基土腐蚀性评价

　　地基土对混凝土结构、钢筋混凝土结构中钢筋、钢结构均不具腐蚀性；地下水对混凝土结构、钢筋混凝土结构中钢筋不具腐蚀性，对钢结构具有弱腐蚀性。

　　据水文气象资料，本地区属季节性冻土区，标准冻深为0.7m。本场地地下水埋深在0.70m～12.20m。

　　4、建筑场地类别

　　根据《建筑抗震设计规范》(GB50011-2001)（2008版）,本场地划为可进行工程建设的一般地段。按《建筑抗震设计规范》(GB50011─2001)表4.1.3及地区经验，场地土类型为中软土，土层的等效剪切波速介于140m/s～250m/s之间，场地覆盖层厚度在3m～50m之间，据此确定本工程的建筑场地类别为Ⅱ类。

　　5、地基土层地震液化评价

　　在抗震设防烈度7度条件下，初步判别为不液化或可不考虑液化的影响，故设计时可不考虑地震条件下地基土虑液化的影响。

　　6、场地设防烈度及地震动参数

　　据山西省颁发的《山西省地震基本裂度表》,本区抗震设防烈度为7度，设计基本地震加速度0.15g。地震动反应谱特征周期为0.35s。

　　三、建筑材料

　　主要建筑材料：基础垫层采用C15砼，现浇结构采用C25～C30砼、防水砼；钢筋采用HPB235（φ）、HRB335（φ）；钢结构钢材采用Q235、Q345。当地可提供砂、石、砖等；在满足建筑、结构要求的前提下，建筑材料的选用，尽量做到就地取材，减少外地购入的运输成本。

　　四、现场施工条件

　　本次设计施工质量控制等级按照B级考虑，要求施工单位具备相应施工资质，制度基本健全、具有筒仓滑模、吊装大型构件及钢结构现场拼装、焊接、吊装的能力；应有非施工方质量监督人员间断地到现场进行质量控制；施工方有在岗专业技术管理人员，并持证上岗；工人中高级、中级工不少于70％。

　　第二节工业建筑物与构筑物

　　一、设计原则

　　建筑设计必须全面贯彻适用、安全、经济、美观的方针。建筑平面布局及空间高度，首先满足工艺布置，同时符合防火、抗震、采光、通风等要求。对建筑物立面及室内外装修，统筹考虑，使整个工业场区拥有统一协调的建筑风格，建筑体型、平面、立面及材料选择有利于节能。在结构设计方面，以技术先进、安全可靠为原则，同时考虑施工简便。结构类型根据生产重要性、耐久性、使用要求，结合材料来源和施工条件，经技术经济比较后合理选择。除现浇混凝土和混合结构外，采用钢结构，钢构件尽量选用型钢，做到构件类型较少，形式统一，为加快建筑速度，缩短土建施工工期创造条件。栈桥等建筑物尽量少开窗，以采光面积控制。框架结构的围护结构，尽量采用轻质材料的填充墙，以减轻结构的自重荷载。按照《煤炭工业矿井设计规范》（GB50215-2005）及《建筑设计防火规范》（GB50016-2006），本矿井地面主要建构筑物的生产类别分别为丙类、丁类、茂类，耐火等级分别为二、三级。外墙面：水泥砂浆抹面，喷外墙涂料。内墙面：喷大白浆（加胶两遍）。一般厂房屋面采用挤塑聚苯板保温及SBS卷材防水，排水坡度为2％，门窗采用木门塑钢窗等。

　　二、结构设计

　　根据生产系统中各建（构）筑物的具体情况和工艺要求，力求经济合理，便于施工，同时结合当地的实际情况，就地取材，以求降低工程造价，对新建的建（构）筑物分别采用常用的砖混结构、钢混框架结构、钢结构等，各建（构）筑物结构特征表详见表12-2-1主要建（构）筑物一览表。

　　1、筒仓：直径18米圆筒仓2座，檐高39m。筒仓采用钢筋混凝土圆筒仓结构，钢筋混凝土基础。仓上建筑采用钢筋混凝土框架结构，屋面为钢筋砼保温屋面。

　　2、主井井口房：钢筋混凝土框架结构，基础为钢筋混凝土独立基础。轴线尺寸44*12.5m，檐高H=7m。

　　3、栈桥：栈桥根据建设高度，采用框架结构或钢结构，钢筋混凝土独立基础，维护结构采用保温夹芯彩钢板。

　　三、新结构、新材料及标准、通用设计的采用

　　设计应根据地面生产系统的特点和要求，有针对性的采用山西省05系列建筑标准图集和国家建筑标准图集中的标准构件，增加新结构和新材料的应用范围。同时贯彻国家节约能源，环境保护的法规政策，根据节能设计标准、规范并结合本矿的实际情况，在建筑节能保温方面采取以下措施：

　　根据山西省工程建设地方标准DBJ04-241-2006《公共建筑节能设计标准》中表3.2.1中规定，该矿所在地为寒冷地区，另外根据《民用建筑节能设计标准》（采暖居住建筑部分）JGJ26-95、《公共建筑节能设计标准》GB50189-2005、《全国民用建筑工程设计技术措施节能专篇》—建筑、《山西省建筑节能设计标准》（2006年）的相关要求，居住建筑外墙传热系数限值K≤0.50（低于4层K≤0.35）；屋面传热系数限值K≤0.45（低于4层K≤0.35）。公共建筑外墙传热系数限值K≤0.45；屋面传热系数限值K≤0.35。

　　1.建筑平面的布置和设计，充分利用冬季日照并避开冬季主导风向，利用夏季凉爽时段的自然通风。建筑的主要朝向选择南北向或接近南北向，主要房间避免夏季受东、西向日晒。

　　2.在建筑周围种植树木、植被，有效阻挡风沙，净化空气，同时起到遮阳、降噪的效果。

　　3.根据本矿井所在地区的气候特点，建筑单体的体形设计采用紧凑的体形，缩小体形系数，从而减少热损失。当体形系数不能满足相关设计规范的要求时，调整外墙和屋面等围护结构的传热系数，使建筑物的耗热量指标达到规定的要求。

　　4.结构类型为砖砌体和钢筋混凝土框排架的建筑外墙采用外保温构造，尽量减少混凝土出挑构件及附墙部件，当有混凝土出挑构件及附墙部件时采取隔墙热桥或保温措施。墙体和屋面保温材料均为挤塑聚苯板。外墙采用370厚承重空心砖墙时，保温材料选用40厚挤塑聚苯板；外墙采用240厚非承重空心砖墙时，保温材料选用45厚挤塑聚苯板保温层。屋面保温材料选用1:100水泥珍珠岩。

　　5.结构类型为钢结构的建筑物，外墙和屋面围护结构皆采用岩棉夹芯板（复合压型钢板），厚度为100。

　　6.采暖建筑与室外空气接触的楼面均采取保温措施。

　　7.门窗、墙幕的保温密闭性能严格执行《公共建筑节能设计标准》GB50189-2005、《民用建筑节能设计标准》（采暖居住建筑部分）JGJ26-95的相关要求。根据建筑物的体形系数和窗墙面积比采用不同系列的塑钢、断热铝合金框料，框料的大小和玻璃类别及厚度按节能计算确定。幕墙非透明部分和窗坎墙部分，充分利用幕墙面板背后的空间采用岩棉进行保温和防火封堵，以满足墙体的保温隔热、防火要求并防止结露。

　　8.建筑入口处设防寒门斗

　　通过采取上述措施，实现居住、公共建筑物在保证相同的室内环境参数条件下，与未采取节能措施前相比，达到全年采暖、通风空气调节的总能耗减少50%。

　　四、主要建（构）筑物的抗震设防等级及抗震措施

　　根据中华人民共和国国家标准《建筑抗震设防分类标准》（GB50223-2008）、《建筑抗震设计规范》（GB50011-2001）局部修订版中规定，采煤生产建筑中，矿井的提升、通风、供电、供水、通信和瓦斯排放系统，抗震设防类别应划为重点设防类，简称乙类，应按高于本地区抗震设防烈度一度的要求加强其抗震措施。本工程场区设防烈度为7度，本次设计中主副井提升机室、天轮架、通风机配电间等建筑按8度设防加强抗震措施。主要抗震措施有：

　　1、砌体结构按规定设置钢筋混凝土圈梁和构造柱、芯柱，混凝土楼、屋盖采用现浇混凝土板。

　　2、结构构件要符合下列要求：

　　1）砌体结构按规定设置钢筋混凝土圈梁和构造柱、芯柱，或采用配筋砌体等。

　　2）混凝土结构构件控制截面尺寸和纵向受力钢筋与箍筋的设置，防止剪切破坏先于弯曲破坏、混凝土的压溃先于钢筋的屈服、钢筋的锚固破坏先于构件破坏。

　　3）钢结构构件避免局部失稳或整个构件失稳。

　　4）多、高层的混凝土楼、屋盖优先采用现浇混凝土板。

　　3、结构材料性能指标，要符合下列最低要求：

　　1）砌体结构材料要符合下列规定：

　　（1）烧结普通砖和烧结多孔砖的强度等级不低于MU10，其砌筑砂浆强度等级不低于M5；

　　（2）混凝土小型空心砌块的强度等级不低于MU7.5，其砌筑砂浆强度等级不低于M7.5。

　　2）混凝土结构材料应符合下列规定：

　　（1）混凝土的强度等级，框支梁、框支柱及抗震等级为一级的框架梁、柱、节点核芯区，不低于C30；构造柱、芯柱、圈梁及其它各类构件不低于C20；

　　（3）抗震等级为一、二级的框架结构，其纵向受力钢筋采用普通钢筋时，钢筋的抗拉强度实测值与屈服强度实测值的比值不小于1.25；钢筋的屈服强度实测值与强度标准值的比值不大于1.3；且钢筋在最大拉力下的总伸长率实测值不小于9%。

　　3）钢结构的钢材应符合下列规定：

　　（1）钢材的屈服强度实测值与抗拉强度实测值的比值不大于0.85；

　　（2）钢材要有明显的屈服台阶，且伸长率不应小于20%；

　　（3）钢材要有良好的焊接性和合格的冲击韧性。

　　五、矿井新增工业建筑物及构筑物总面积、总体积

　　建（构）筑物总平面为：4792m2；

　　建（构）筑物总体积为：55250m3。

　　各建（构）物结构特征表详见表12-2-1。

　　第三节行政、生活福利建筑

　　一、行政、生活福利建筑面积

　　矿井为兼并重组矿，工业场地行政、公共建筑部分利用现有，部分新建，矿井生产能力0.9MT/a原煤生产在籍人数545人，全矿职工在籍人数为593人，依据《煤炭工业设计规范》指标可计算出各项建筑面积，行政生活福利建筑面积。

　　矿井新建行政、生活福利建筑总面积：9836.87m2

　　矿井新建行政、生活福利建筑总体积：33037.20m2；

　　行政、公共建筑面积表详见表12-3-1。

　　各建（构）筑物结构特征表详见表12-3-2。

　　二、井口浴室设备数量统计（见浴室设备数量表）

　　1、入浴人数

　　总入浴人数按原煤生产最大班出勤人数的1.35倍计算，女职工入浴人数按入浴人数的10％计算：

　　入浴总人数为106×1.35＝143.1＝144人

　　其中：男职工144×90％＝130人

　　女职工144×10％＝14人

　　2、入浴方式

　　男职工淋浴和池浴各占50％；女职工全部按淋浴考虑

　　男职工淋浴池浴人数各为130×50％＝65人

　　女职工淋浴人数14人

　　3、浴池面积

　　浴池面积每职工0.2m2计算

　　浴池面积为0.2m2×65＝13m2

　　4、淋浴器计算

　　男职工池浴每20人一个，淋浴每5人一个

　　65/20+65/5=16.25＝17个

　　女职工每4人一个，14/4＝4个

　　5、洗脸盆

　　入浴总人数每30人一个

　　男职工脸盆130/30＝4.3＝5个

　　女职工脸盆14/30＝0.47＝1个

　　6、更衣柜

　　井下工人每人2柜；地面工人和管理人员，一半每人2柜，一半每人1柜，女职工占管理人员5％，地面工人中10％为女工，另留按设计衣柜数增30％的备用位置。

　　男女更衣柜：〔（305+27+15）×2+（27+15）×1〕×1.30＝956.8＝957个

　　其中：女职工更衣柜：（30×0.05+54×0.1）×1.5×1.30＝13.5个＝14个

　　男更衣柜：957－14＝943个

　　三、矿灯房及自救器室

　　矿灯按集中管理方式设计，根据《煤炭工业矿井设计规范》（GB50215-2005）13.3.1建筑面积指标及其对应条文说明，适当增加矿灯维护保养和外来人员备用量的比例，按原煤生产人员在籍人数的1.5倍进行配备，共配备矿灯818盏。按每矿灯架存灯102盏计，共需配备矿灯架8架。

　　自救器按集中管理方式设计，集中存放在矿灯房内，共配备818个。矿灯房通风采用自然通风与机械通风相结合的方式，地面采用耐酸瓷砖地面。

　　表12-3-3浴室设备数量表

　　序号项目名称单位计算数量采用数量备注

　　1男浴池净面积m21313

　　2男淋浴器数个1717

　　3女淋浴器数个44

　　4男更衣柜个943943

　　5女更衣柜个1414

　　6洗脸盆个6男5、女1

　　7蹲便器个3男2、女1

　　四、矿井主要行政、公共建筑物

　　地面建筑设计全面贯彻适用、安全、经济、美观的方针，在满足工艺要求的前提下，本着安全、经济、适用的原则，尽可能做到设计合理，施工简单，使用方便，并考虑抗震、防火要求及采光、通风等因素进行设计。

　　第十三章给排水

　　第一节给水

　　一、给水范围及设计依据

　　(一)给水范围

　　矿井供水范围为：工业场地生产、生活、地面消防用水、井下消防及井下降尘洒水。

　　(二)设计依据

　　1.《煤炭工业矿井设计规范》(GB50215-2005)。18.76

　　2.《煤炭工业给排水设计规范》(MT/T5014-96)。

　　3.《煤矿安全规程》(2006版)。

　　4.《建筑设计防火规范》(GB50016-2006)。

　　5.《煤矿井下消防、洒水设计规范》(GB50383-2006)。

　　6.《室外给水设计规范》(GB50013-2006)。

　　7.《室外排水设计规范》(GB50014-2006)。

　　8.《建筑给水排水设计规范》(GB50015-2003)。

　　9.《生活饮用水卫生标准》(GB5749-2006)。

　　10.《生活杂用水水质标准》(GJ25.1-89)。

　　11.相关专业提供的资料。

　　12.《设计委托书》。

　　二、用水量

　　该矿最大日用水量为1549.90m3/d，其中：矿井工业场地生产、生活日用水量为257.55m3/d，井下降尘洒水日用水量为640.75m3/d，地面消防用水量为432.00m3/次，井下消防用水量为219.60m3/次。各部分用水量详见表13-1-1、13-1-2，水平衡见图13-1。

　　表13-1-1矿井用水量统计表

　　顺

　　序用水项目用水人数(人)用水标准用水量备注

　　一

　　昼

　　夜最

　　大

　　班最大日用水量(m3/d)小时不平衡系数最大小时用水量(m3/h)

　　一矿井工业场地生产、生活用水

　　1职工生活用水37810640L/人·班15.122.54.73用水时间为8h

　　2食堂用水37810625L/人·餐18.901.52.36每日两餐用水12h

　　3淋浴用水淋浴器16只540L/只34.561.08.641h/班

　　4池浴用水池浴面积10m2水深0.7m28.007.001h/班

　　5洗衣房用水372kg干衣80L/kg29.761.53.72用水时间为12h

　　6锅炉补充用水循环水量20%24.202.02用水时间为16h

　　7厂区绿化洒水1.5L/m2·次43.6010.91次/d，4h/次

　　8储煤场洒水1.5L/m2·次40.006.673次/d，2h/次

　　9小计234.1446.04

　　10未预见用水10%23.411.95

　　合计257.5547.99

　　二井下降、除尘洒水640.7553.40用水时间为12h

　　一、二项合计898.30101.39

　　三消防用水

　　1地面消防用水

　　(1)室内108.0054.00火灾延续2h

　　(2)室外432.0072.00火灾延续6h

　　地面消防用水小计432.00126.0

　　2井下消防用水

　　(1)井下消火栓用水7.5L/s162.0027.00火灾延续6h

　　(2)自动喷水灭火系统保护巷道长度15m8L/min·m257.6028.80火灾延续2h

　　井下消防用水小计219.6055.80

　　消防用水合计651.60

　　总计1549.90283.19

　　表13-1-2井下降、除尘用水量计算表

　　序号用水项目用水量(L/min)用水时间

　　(h)水压

　　(MPa)用水量

　　(m3/d)备注

　　1采煤机150124.0-7.0216.0N=2×315kW

　　2转载点喷雾15.0101.0-3.045.05处

　　3溜煤眼喷雾15.0121.0-3.010.8

　　4移支架喷雾2.0101.0-3.024.020m2

　　5掘进喷雾80101.0-3.024.02

　　6煤电钻5.08大于0.26.0

　　7运输、回风大巷喷雾2.4n18-241.0-3.051.84

　　8采区喷雾2.4n161.0-3.027.7

　　9给水栓20n30.3-0.525.2

　　10煤层注水20-35L/t16-1881.82取30L/t

　　11冲洗巷道给水栓DN2524-366-80.3-0.518.0

　　12装煤前洒水及冲洗18-301-20.2-0.43.6

　　小计533.96

　　合计富余系数为1..2640.75

　　三、水源选择

　　1．地面生产、生活供水水源

　　经现场调研，目前矿井地面生产、生活用水取自浅层水，水量不能满足用水要求，根据地质报告，矿井奥陶系石灰岩含水层，含水性好，水量丰富，矿井资源重组后拟新打一深水井，通过深井泵提升至地面高位水池，可作为本矿井地面生产、生活供水可靠的供水水源。

　　2．井下供水水源

　　矿井正常涌水量为45m3/h，最大涌水量为72m3/h。涌水排出地面后，经净化处理后，水质指标为：SS含量10mg/L＜30mg/L，悬浮物粒径0.15mm＜0.3mm，PH=7.3(6.5～8.5)，每100mL水样中未检出总大肠菌群和粪大肠菌群，水质符合井下防尘洒水用水水质标准，可作为井下消防、洒水及井下各用水设施用水水源。

　　3．用水量分配

　　根据矿井用水水质特点，井下排水处理后，复用于井下，多余部分可用于储煤场洒水、厂区绿化洒水等。矿井工业生产、生活用水水量、水质要求及水量分配见表13-1-3。

　　表13-1-3用水量分配表

　　序号给水项目用水量(m3/d)备注

　　一地面生产、生活

　　1职工生活用水15.12取自地面高位水池

　　2食堂用水18.90取自地面高位水池

　　3淋浴用水34.56取自地面高位水池

　　4池浴用水28.00取自地面高位水池

　　5洗衣房用水29.76取自地面高位水池

　　6锅炉补充用水24.20取自地面高位水池

　　7地面消防用水432.00取自地面高位水池

　　8未预见用水23.41取自地面高位水池

　　9合计605.95取自地面高位水池

　　二井下消防洒水及其它用水

　　1井下降尘洒水640.75取用处理后的井下排水

　　2储煤场洒水40.00取用处理后的井下排水

　　3厂区绿化洒水43.60取用处理后的井下排水

　　4井下消防用水162.00取用处理后的井下排水

　　5井下自动喷水灭火用水57.60取用处理后的井下排水

　　6合计943.95

　　总计1549.90

　　四、给水系统

　　矿井地面生产、生活及消防及绿化与井下消防、降尘洒水采用分质系统，矿井地面生产、生活用水水源由本矿自备深水井供给；井下消防、降尘洒水及绿化采用处理后的井下排水。

　　根据水源和用水水质、用水条件的不同，供水系统分为三个：

　　(一)工业场地生活供水及地面消防给水系统

　　1.工业场地生产、生活给水由本矿深水井供给，深井水通过深井泵提升至地面高位水池，高位水池的水通过静压供给地面各生活用水点。系统供水压力为0.15～0.3MPa，流程如下：

　　深水井→高位水池→供水管网→工业场地用户。

　　2．地面消防给水系统，地面消防采用临时高压制，发生火灾时，消防水量及水压由设在加压泵房内的消防泵供给，供水压力为0.6MPa。地面给水管网采用环状布置。

　　消防水量取自高位水池，地面建筑物同一时间发生火灾次数按一次考虑，工业场地消防总用水量为35L/s，其中室内消防用水量为15L/s，火灾延续时间为2h，室外消防用水量为20L/s，火灾延续时间为6h，一次消防水量为432m3。

　　(二)工业场地地面降尘洒水、绿化及储煤场降尘给水系统

　　矿井工业场地地面降尘洒水、绿化及储煤场降尘给水由处理后的井下水通过静压洒水池供给。

　　(三)井下消防及井下降尘洒水系统

　　1．井下消防洒水给水系统

　　井下排水提升至地面井下水处理站的调节池(V=240m3)，由提升泵送至净化器，经混凝、沉淀、过滤、消毒后，进入地面静压清水池(V=500m3，井下消防和降尘洒水合用)。处理后水质：SS含量15mg/L＜30mg/L，悬浮物粒径0.2mm＜0.3mm，PH=7.3(6.5～8.5)，每100mL水样中未检出总大肠菌群和粪大肠菌群，水质符合井下防尘洒水用水水质标准，通过管道从主斜井引入井下，供井下消防、降尘洒水及井下各用水设施用。

　　2．井下消防洒水给水系统流程

　　系统流程如下：

　　混凝剂消毒

　　↓↓

　　井下排水→调节池→净水器→清水池→主斜井→井下消防洒水

　　(四)给水管网

　　地面给水管网采用枝状布置，当管径大于(或等于)100mm时，采用给水铸铁管，石棉水泥接口；当管径小于100mm时，采用镀锌钢管，焊接或丝接。管道均直埋入冻土以下。

　　五、供水建构筑物布置及设备选型

　　(一)工业场地供水主要构筑物及设备选型

　　1．深水井1眼：D=325mmH=560m(新建)

　　2．深井泵1台：型号：250QJ50-800Q=50m3/h(电机132kW)(新建)

　　3．高位水池1座：V=500m3(新建)

　　4．消防泵房1座：V=6.0m×9.0m×3.6m

　　5．消防泵2台：型号：XBD5.7/30-(Ⅰ)100×3(1备1用)Q=108m3/hH=57m(电机30kW)

　　(二)工业场地地面降尘洒水、绿化及储煤场降尘给水系统

　　1．静压清水池1座：V=500m3(18m×6m×5m)(新建)

　　(三)井下消防洒水给水系统(包括井下水处理站)

　　1．调节池1座：V=240m3(新建)

　　2．井下水处理车间1座：V=12.0m×9.0m×4.5m，(建在调节池上)内设有以下设备：

　　1)提升泵2台：型号：WQ80-40-11(1备1用)Q=80m3/hH=40m(电机11kW)

　　2)机械过滤器2台：型号：FC02-360产水量40～80m3/h

　　3)不锈钢微滤过滤器2台：型号：FC01-105-60产水量40～80m3/h

　　4)反冲泵2台：型号：WQ100-22-15(1备1用)Q=100m3/hH=22m(电机15kW)

　　5)药液搅拌器1台：型号：FJ-0.5(电机1.1kW)

　　6)静压清水池1座：V=500m3(18m×6m×5m)(新建)

　　第二节排水

　　一、排水源、排水量

　　1．排水源

　　矿井排水主要来自井下涌水及矿井工业场地生产、生活污废水。

　　2．排水量

　　1）井下排水

　　矿井正常涌水量为45m3/d，最大涌水量为72m3/d，经净化处理，部分回用于井下，其余部分全部回用于地面防尘、绿化及生产用水，不外排。

　　2）生活污水

　　工业场地生产、生活污废水排放量156.56m3/d。

　　排水量详见表13-2-1。

　　表13-2-1矿井排水量表

　　序号排水项目排水量(m3/d)备注

　　一生活污水

　　1生活污水13.61

　　2食堂排水17.01

　　3浴室排水56.30

　　4洗衣房排水26.78

　　5锅炉房排水21.78

　　6其它排水21.07

　　生活污水排水合计156.56全部回用

　　二井下排水

　　1井下排水65(最大249)全部回用

　　外排量合计0(最大0)

　　二、污水处理系统

　　(一)生活污水处理系统

　　生活污水水质SS：70mg/L，BOD5：26.33mg/L，COD：125.33mg/L。处理工艺为：食堂排水经隔油池处理、浴室废水经毛发聚集器处理后汇入生活污水管道，集中排入本矿井生活区的地埋式污水处理站，处理工艺采用二级生化处理工艺，经接触氧化、沉淀、生物降解和消毒处理后，达到二级排放标准。

　　食堂废水→隔油池→生活污水管道→生活区污水处理站

　　浴室废水→毛发聚集器→生活污水管道→生活区污水处理站

　　污水管网采用排水铸铁管或钢筋砼管，DN≤200mm，采用排水铸铁管；DN＞200mm采用钢筋砼管；管道采用直接埋地敷设，埋设深度不小于0.75m。

　　(二)生活污水处理站构筑物及设备选型：

　　生活废水处理站主要设施有调节、沉砂沉淀池1座，地埋式污水处理设备一套，型号为：WSZ-F-10，单台处理能力10m3/h。处理效率：COD70％、BOD575％、SS80％。生活污水经处理后回用于地面防尘及绿化，不外排。

　　水处理建(构)筑物及设备：

　　①调节池1座：V=30m3(矩形钢筋砼，V=3.0m×4.0m×4.2m)

　　②风机房1座：V=3.0m×3.0m×3.0m，内有曝气风机2台，型号为HC-601S(1备1用)Q=2.24m3/minH=0.4KPa(电机2kW)

　　③生活污水处理车间1座：V=9m×6m×4.5m，内设有以下设备：

　　a.潜污泵2台：型号：50WQ/C240-0.75(1备1用)Q=20m3/hH=8m(电机0.75kW)

　　b.控制柜1台(配套)

　　④地埋式污水处理设备1台：型号：WSZ-F-10，处理能力为10m3/h。

　　处理后水质指标SS≤70mg/L、BOD5≤30mg/L、CODCr≤100mg/L。

　　第三节室内给排水

　　浴室内设有池浴和淋浴，采用单管淋浴系统；淋浴和浴池用热水均由热交换器加热，热水均加热至40℃，加热时间均为2h。管道均采用镀锌钢管。

　　室内生活污水、生产废水自流外排，地下室排水采用集水坑及污水泵提升排至时外，以防倒流。

　　给水、热水管道采用热浸镀锌钢管，丝扣连接；排水管道采用排水PVC管道，胶粘连接。

　　第四节消防及洒水

　　一、地面消防

　　1．地面消防系统

　　工业场地地面消防给水由高位水池供给。消防流量为35L/s，其中室内消防用水量为15L/s，室外消防用水量为20L/s，室内火灾延续时间为2h，室外火灾延续时间为6h，一次消防用水量为432m3,消防用水储存在地面高位水池内，消防用水补充时间为24h。

　　消防采用临时高压制,发生火灾时开启设在水泵房内的消防泵，来满足灭火时的水量、水压。

　　消防管道成环状布置。室外消火栓采用地下式。消火栓间距不大于60m。

　　2．消防设施的选定

　　1)高位水池1座：V=500m3

　　2)消防泵房1座：V=6.0m×9.0m×3.6m

　　3)消防泵2台：型号：XBD5.7/30-(Ⅰ)100×3(1备1用)Q=108m3/hH=57m(电机30kW)

　　二、井下消防洒水

　　1．水源及水压

　　井下消防、洒水采用合流制系统，水源来自处理后的井下排水，水质符合井下消防洒水水质标准，供水由地面静压清水池供给，管道由主斜井引入井下，因主斜井地面至井底垂直高度大于100m，消火栓的静压不得大于1.0MPa，出口压力不得大于0.5MPa，所以，给水在井底经减压阀减压后，送至各消防洒水用水点。

　　井下消火栓及消防支管出口压力一般为0.4MPa，井下其它各用水设施出口压力大于1.0MPa的采用动压给水。

　　2．管道敷设方式

　　井下消防洒水管道采用枝状管网，管材采用无缝钢管，法兰或卡套式连接，管道敷设在巷道侧壁上或用支墩沿底板敷设。

　　在带式输送机巷道每隔50m，其它巷道每隔100m设置一个DN50的支管和阀门，阀门后装快速管接头，作用有二，其一作消防用，其二作冲洗巷道用。

　　3．井下消火栓布置的原则

　　井下消防流量按7.5L/s计，每个消火栓流量按2.5L/s计。一次消防用水量为432m3。

　　1)采区巷道口、掘进巷道迎头及胶带输送机机头15m以内；

　　2)主变电所、采区变电所、消防材料库等入口15m以内；

　　3)回采工作面进、回风巷口15m以内；

　　4)井底车场、胶带输送机大巷每隔50m；

　　5)其余巷道每隔100m。

　　4．在胶带输送机机头处设固定灭火装置即：自动喷水灭火系统。

　　5．井下防尘洒水

　　1)给水栓的设置

　　在下列部位设置相应规格的给水栓：

　　①设有供水管道的各条大巷及顺槽每隔100m应设置一个规格为DN25的给水栓；

　　②掘进巷道中岩巷每100m、煤巷每50m设置一个规格为DN25的给水栓；

　　③溜煤眼、转载点等需要冲洗巷道的位置。

　　2)喷雾装置的设置

　　在下列部位设置喷雾装置：

　　①在井下采掘工作面的采煤机、掘进机截割部、放顶煤工作面放煤口、液压支架产尘源、破碎机等处，必须设置喷雾防尘装置；

　　②在运输系统中的煤仓、溜煤眼、装车机、胶带输送机、刮板输送机、转载机等的转载点上，必须设置喷雾防尘装置。

　　(3)风流净化水幕的设置

　　在下列地点设置风流净化水幕：

　　①采煤工作面进回风顺槽靠近大巷出口30m内；

　　②掘进工作面距迎头50m内；

　　③装煤点下风方向15～25m处；

　　④胶带输送机巷道、刮板输送机顺槽及巷道；

　　⑤采区回风巷及承担运煤的进风巷；

　　⑥回风大巷、承担运煤的进风大巷。

　　6．管道规格及管材选用

　　1)井下消防、洒水管道采用无缝钢管，法兰或卡套式连接，管道沿巷道侧壁敷设或设支墩沿地板敷设。

　　2)由静压清水池进入主斜井的管道管径为D108×4.5，胶带运输大巷的管径为D89×3.5、轨道和回风大巷的管径均为D76×3.5，工作面：运输顺槽的管径为D57×3.5，回风顺槽的管径为D57×3.5。

　　第十四章采暖、通风及供热

　　第一节采暖与通风

　　一、室外气象参数

　　采暖室外计算温度：-13℃

　　极端最低温度平均值：-23.3℃

　　二、采暖

　　生产系统、工业厂房及行政福利建筑，凡有操作人员或设备要求防冻的建筑物均设置采暖。生产系统及工业厂房各建筑物采暖，行政福利建筑采暖热媒均为95～70℃的热水；散热器选用辐射对流型散热器，热水管道采用焊接钢管。

　　三、通风

　　对产生大量余湿、余热及有害气体的建筑物：如浴室、灯房、食堂、变电所等建筑物应设置轴流风机进行机械通风，其它如机修车间等一般厂房利用天窗、侧窗或筒型风帽进行自然通风换气。

　　四、浴室供热及设备

　　淋浴和浴池用热水均由热交换器加热，热水均加热至40oC，加热时间均为2h。浴室耗热量为383100W。

　　五、洗衣房设备选型

　　洗衣房洗衣量：45.5kg/h，选用2台XGQ-25型全自动洗涤脱水两用机。

　　六、食堂供热及制冷

　　1．食堂用热水由锅炉房内的热水锅炉供给。

　　2．在食堂储藏室内设有2台A-3型冷藏柜，每台V=3m3。

　　七、建筑物耗热量

　　各建筑物采暖耗热量见表14-1-1。

　　表14-1-1采暖建筑物耗热量计算表tw=－13℃

　　序号建筑物名称室内计算温度

　　(℃)建筑物

　　体积(m3)采暖热指标(W/m3.K)室内外温度差(℃)耗热量(104W)

　　采

　　暖通

　　风供

　　热合

　　计

　　一工业场地生产系统

　　1主井井口房151179.41.5284.954.95

　　2副井井口房152009.81.5288.448.44

　　3入筛胶带机走廊8979.92.7215.565.56

　　4上仓胶带机走廊8785.41.8212.972.97

　　5选矸楼153237.51.52813.6013.60

　　6驱动装置间152987.71.52812.5512.55

　　7井下水处理车间164862.2293.103.10

　　8变电所1832403.23132.1432.14

　　9机修车间165412.60.82912.5612.56

　　10坑木加工房16559.61.7292.762.76

　　11综采库105544.40.82310.2010.20

　　12消防材料库102567.52.22312.9912.99

　　13器材库10101251.12325.6225.62

　　14消防水泵房161942.7291.521.52

　　合计148.95148.95

　　二行政福利建筑

　　1宿舍楼1824560.9316.856.85

　　2综合楼1880940.93122.5822.58

　　3联合建筑2339300.7369.9038.39.90

　　4职工餐厅1620521.72910.121.4010.12

　　合计49.4549.45

　　总计198.4039.7198.45

　　第二节井筒防冻

　　一、设计依据

　　1．室外通风计算温度：-23.3℃；

　　2．主斜井进风量均为50m3/s，副立井进风量为60m3/s；

　　3．井筒内混合温度均为2℃

　　二、热负荷计算

　　1．主斜井井筒防冻耗热量为：

　　Q=1110×50×(23.3＋2)×1.1×1.163=1796329(W)

　　考虑15％的安全系数后，耗热量为：

　　Q′=1.15×1796329=2065778(W)

　　2．副立井井筒防冻耗热量为：

　　Q=1110×60×(23.3＋2)×1.1×1.163=2155595(W)

　　考虑15％的安全系数后，耗热量为：

　　Q′=1.15×2155595=2478934(W)

　　三、空气加热器、通风机选型

　　1．主斜井空气加热设备：

　　根据所计算的热负荷，在主斜井旁新建空气加热室1座，内设矿井加热机组2套，型号均为KJZ－30，并联运行，每组供热量为1151000W，利用锅炉房提供的0.4MPa的蒸汽，配套风机11kW，出风温度40℃，满足井口防冻需求。

　　空气加热机组KJZ-302组

　　风机11kW2台

　　空气加热室9.2m×6.6m×3.6m1座

　　2．副立井空气加热设备：

　　根据所计算的热负荷，在副立井旁新建空气加热室1座，内设矿井加热机组2套，型号均为KJZ－35，并联运行，每组供热量为1343000W，利用锅炉房提供的0.4MPa的蒸汽，配套风机11kW，出风温度40℃，满足井口防冻需求。

　　空气加热机组KJZ-352组

　　风机11kW2台

　　空气加热室9.2m×6.6m×3.6m1座

　　四、空气加热方式

　　空气加热方式：从热风炉出来的暖风通过地下风道进入井筒侧壁。

　　第三节锅炉房设备

　　一、总热负荷

　　经计算，热负荷分别为：

　　1．工业场地生产系统采暖热负荷：Q1=148.95×104W

　　2．行政福利建筑热负荷：Q2=行政福利建筑热负荷：Q2=89.15×104W(包括39.7×104W食堂和浴室用热)

　　3.井筒冬季防冻热负荷：Q3=454.47×104W

　　二、热媒性质、锅炉选型及台数

　　1．供热方式：

　　矿井生产区采用集中供热方式。行政福利建筑采暖，生产系统、部分工业厂房采暖及食堂和浴室供热热媒为锅炉房内汽-水换热器换热后的95℃的热水。

　　2．锅炉容量：

　　热网损失系数按1.2考虑，锅炉容量：

　　Q=1.1×(148.95＋89.15＋454.47)×104=692.57×104(W)

　　3．锅炉选型：

　　本次设计在矿井生产区内新建锅炉房1座，新设3台蒸汽锅炉，型号为DZL2-1.25-A.P.W（1台），DZL4-1.25-A.P.W（2台）,供工业场地行政福利建筑冬季采暖、矿井工业厂房采暖及井筒冬季防冻，职工洗浴，锅炉冬季全部运行，夏季一台（2t锅炉）运行，冬季采暖期锅炉运行150天，每天16个小时，非采暖期215天，2t蒸汽锅炉每天运行20小时，供职工洗浴及食堂供热，满足热负荷要求。

　　三、锅炉的燃料制备、运煤及除灰

　　1．锅炉的燃料制备、供应方式

　　锅炉房使用的燃料为本矿原煤。

　　2．燃料用量、除灰量及设备选型

　　锅炉上煤形式为上煤机斗提升，型号为CSM-4(电机1.5kW)；除渣采用刮板除渣机，型号为GBC-300(电机1.1kW)；锅炉耗煤量为24.0t/d，除灰量为4.8t/d。

　　四、锅炉给水

　　锅炉给水经ZGR型组合式钠离子交换器软化后供锅炉使用，型号为ZGR-Ⅲ(电机1.5kW),处理水量3～6t/h。

　　五、烟气除尘方式及设备选型

　　锅炉配备SX/G—B湿式脱硫除尘器。除尘效率为95%，脱硫效率为60%。

　　经处理后的烟气，烟尘浓度89.38mg/Nm3＜200mg/Nm3，SO2浓度314.89mg/Nm3＜900mg/Nm3，符合《锅炉大气污染物排放标准》(GB13271-2001)二类区、Ⅱ时段排放标准要求。

　　锅炉房烟囱高度为35m。上口直径为0.6m。

　　其它辅机为锅炉配套产品。

　　第四节室外热力管网

　　一、室外供热管网

　　室外供热管道布置采用枝状管网，地沟敷设，地沟采用半通行，根据管道数量地沟尺寸分别为(1400mm×1400mm)、(1200mm×1400mm)。

　　二、室外供热管道

　　管材选用：热水管道采用焊接钢管，管道热胀选用可限位板盒型伸缩器，保温材料采用玻璃棉保温管壳，厚度为30mm～60mm，地沟考虑自然通风和排水措施。

　　浴室、食堂供热为单独供热管道。

　　第十五章劳动安全卫生与消防

　　第一节危害因素和危害程度

　　矿井采煤、掘进、运输、支护、通风、排水、提升等生产环节众多，生产工艺复杂，在其生产过程中，常伴随有以下危害矿井安全生产的因素：

　　一、井下生产过程中的有毒气体及有害物质

　　在煤矿井下生产过程中，经常遇到有毒有害气体：瓦斯（CH4）、一氧化碳（CO）、二氧化碳（CO2）、二氧化硫（SO2）、二氧化氮（NO2）以及硫化氢（H2S）等。在采、掘工作面生产过程中，将释放出大量瓦斯，不但危害井下工人的身体健康，而且瓦斯浓度超限时，遇明火会发生爆炸，危及整个矿井的安全。

　　二、矿尘

　　在采、掘工作面及井上、下煤流运输系统各转载点，会产生大量矿尘，而且矿尘的产生会污染环境，作业工人长期吸入会引起矽肺病。

　　三、火灾

　　在主、副井井筒，井下机电设备硐室，装有机电设备的巷道，井下爆破材料发放硐室及采、掘工作面，因机电设备运转不良，机械摩擦、电流短路、放炮、明火等原因会引起火灾。

　　四、水灾

　　采、掘工作面生产过程中，因破坏煤层顶底板围岩或遇断裂构造沟通水，遇井田内采空区积水，都会发生矿井突水，有可能形成水灾。

　　五、顶底板

　　⑴2号煤层

　　顶板多为粉砂岩或泥岩，粉砂岩可占到60%左右,厚度一般在1.70-3.20m，岩性以灰黑色、深灰色为主，裂隙不甚发育，浅部地带具有风化裂隙，据煤矿调查，顶板为泥岩时，组成了不稳定的顶板、粉砂岩时可达到中等稳定的顶板。底板多为泥岩或粉砂岩，泥岩可占到60-70%，厚度在2.20-3.50m,无底鼓现象,一般可组成稳定的底板。

　　⑵3号煤层

　　顶板多为细粒砂岩，厚度1.30-2.20m,厚层状,成分以石英为主,次为长石,一般可组成稳定的顶板；底板多为粉砂岩，占70%，次为细砂岩，组成了稳定的底板。

　　⑶6号煤层

　　顶板多为粉砂岩、泥岩，粉砂岩可占70-80%，极少量的细粒砂岩、粉砂岩厚度2.30-5.50m,泥岩厚度1.80-2.50m，裂隙不甚发育，一般组成了不稳定的顶板。底板为泥岩，厚度1.20-2.00m,无裂隙,组成了不稳定的底板。

　　⑷9+10号煤层

　　顶板为石灰岩，厚度2.50-10.00m,厚层状,质坚硬，性脆，浅部地带具有裂隙，组成了稳定性的顶板。底板多为泥岩、粉砂岩，泥岩占到55%，厚度11.0-2.50m，组成了较稳定的底板。

　　⑸11号煤层

　　顶板为粉砂岩，厚度1.80-3.50m,厚层状,裂隙不甚发育,组成了稳定差—中等的顶板。底板以泥岩为主，厚度2.00-4.70m，裂隙不发育，组成了稳定性的底板。

　　六、人身伤亡

　　矿井采、掘工作面，轨道运输巷，胶带输送机的运转体和传动部件，主、副井筒提升，以及井底煤仓、盲巷等，均易产生意外人身伤亡事故。

　　七、地面塌陷

　　矿井开采后，将造成地表局部缓慢下沉，对生态环境将产生一定的危害。

　　八、附属生产设施危害因素

　　矿井修理车间生产过程中，车间设备的传动部件和运转体，圆锯在取送料过程中，易发生人身伤亡事故；机修车间在浸漆和烘漆过程中，产生大量有毒有害气体和液体，电机、变压器等设备在下限操作过程中，玻璃丝布对人体呼吸气管和皮肤会产生过敏；电气设备操作不慎会发生触电事故，铆焊工段在焊接过程中产生电弧和有毒有害气体。

　　第二节安全卫生措施

　　一、矿井灾害防治措施

　　1、防治瓦斯爆炸措施

　　本矿井属高斯矿井，必须作好以下工作。

　　1）矿井通风必须作到高效、稳定和连续，使采掘工作面和生产巷道中瓦斯浓度符合《煤矿安全规程》的要求。同时要及时处理局部积聚的瓦斯，如回采工作面上隅角，顶板冒落空洞等地。如遇风机停机等事故，井下人员必须马上撤出。

　　2）防止瓦斯引燃，严格控制和加强管理生产中可能引火的热源，机电设备必须采用防爆型，采用风电闭锁。

　　3）建立健全瓦斯检查、监测制度，主要机电设备设置断电仪。

　　2、降尘及防治煤尘爆炸措施

　　针对采掘工作面和煤炭转载地点尘源较多，产尘量较大的特点，设计采取了如下防治煤尘措施：

　　1）凡落煤、转载点等易产生煤尘的地点须配置喷雾洒水装置。

　　2）定期清理巷道和进行冲刷煤壁，以减少巷道中的煤尘。

　　3）定期在转载点等产尘地点撒岩粉，中和生产过程中产生的煤尘。

　　4）为了降低回采工作面煤尘，设计对开采煤层进行采前预注水。

　　3、井下防灭火措施

　　根据生产经验，外因火灾发火点多为机电硐室、电缆、胶带输送机、综采设备，以及井下风流畅通的工作地点。按照本矿实际，设计采取了如下措施：

　　1）布置了消防材料库，配备有足够的灭火器材。

　　2）矿井建立有完善的消防洒水系统和消火栓。

　　3）主要井巷和机电硐室全部采用不燃性材料支护。

　　4）在下列地点设置了防火门：主斜井、副立井井口房及暖风道；井下中央变电所及主排水泵房的通道内；井下爆破材料发放硐室通道内等。

　　5）井底车场、井下爆破材料发放硐室、机电硐室、胶带输送机巷及采掘工作面附近的巷道中，都配备了灭火器材，供扑灭火灾之用。

　　6）井下带式输送机均选用阻燃、抗静电胶带，并满足MT668-97标准要求，胶带机硐室均配备了自动灭火系统。

　　7）及时清理可燃物。井下使用的棉纱头、布块、各类油脂以及巷道内的废坑木应及时清理出井。雷管、炸药材料的运输和保管，应严格执行《煤矿安全规程》的有关规定。

　　8）加强用电管理。井下所有电气设备的选择、安装与使用应严格遵守有关规定，并应正确使用各类安全保护装置，防止电流过负荷而引起火灾。

　　9）加强生产中的安全管理。井下运输过程中注意防跑车砸坏电缆，生产中应注意冒顶等外力损坏电缆及电气设备。

　　10）加强职工教育，要使全体职工从思想上高度重视防火的重要性，自觉执行各项有关规定。

　　4、防治水措施

　　1）地面防治水

　　（1）矸石和炉渣等固体废物不得弃于沟谷中，以免淤塞河道，造成行洪不畅。

　　（2）在雨季前，组织有关人员踏勘井田是否有采空塌陷裂隙、裂缝、塌陷洞，并用黄土、粘土、碎石及时填封，用粘土夯实高出地表。

　　2）井下防治水

　　本矿井为生产矿井，整合改造前已形成一定的采掘范围，另一方面，周边邻近矿井也均存在有一定范围的采空区，根据地质报告，目前在采空范围内均有一定量的积水，因此，在开采过程中，应加强对采空区积水的观察和排放工作。

　　（1）针对2、3号煤已开采多年，其采空区存在不同程度积水的问题，对本次设计各开采构成影响。要严格执行探放水制度，严格落实“预测预报，有疑必探，先探后掘，先治后采”的方针，井下采掘头面执行“先探后掘，先探后采”的探放水规定。有探放水工作记录，有详细的采空区、相邻矿井、废弃老窑积水等水文地质资料，并定期观测水位。

　　未探清回采工作面上方采空区积水情况或探出采空区积水而未放出时，严禁15号煤层工作面开采，以防止采空区积水突水造成事故。

　　（2）在小窑、老空区、采空区和井田边界处，留足防隔水煤（岩）柱。严禁在各种防隔水煤柱中采掘。

　　（3）探放采空区前，首先要分析查明老空水体的空间位置、积水量和水压。采空区积水区高于探放水点位置时，只准打钻孔探放水；探放水时，必须撤出探放水点以下部位受水害威胁区域内的所有人员。探放水孔必须打中老空水体，并要监视放水全过程，核对放水量，直到老空水放完为止。

　　（4）钻孔接近采空区，预计可能有瓦斯或其他有害气体涌出时，必须有瓦斯检查工或矿山救护队员在现场值班，检查空气成分。如果瓦斯或其他有害气体浓度超过《煤矿安全规程》规定时，必须立即停止钻进，切断电源，撤出人员，并报告矿调度室，及时处理。

　　（5）采掘期间，应进一步加强采空、古空区水文地质调查，坚持“有疑必探，先探后掘，长探短掘”的原则，发现有出水预兆时，及时停止作业，并采取措施，探放采空区水体。

　　（6）及时清理巷道，挖好排水沟，保证流水畅通，探水钻孔位于巷道低洼处时，要配备与探放水量相适应的排水设备。

　　（7）疏放上方采空区积水要编制专项安全措施，打钻前要加强钻场附近的巷道支护，并在工作地点迎头打好牢固的立柱和拦板。当钻孔打通老空及旧窑，从眼内透水，情况不明时，应立即停止打眼，并不得把钻拔出，人员马上撤到安全地点，立即汇报队、矿值班人员。

　　（8）在副立井井底设有水仓、主排水泵房及排水设备，设有主副两个水仓，当一个水仓清理时，另一个水仓正常使用。水仓容量能够容纳8小时的正常涌水量。所选三台水泵和两趟排水管路能够满足排水需要。

　　（9）设计对井下个采掘工作面配有小水泵，将采掘工作面局部积水通过小水泵排至采区水仓，然后通过采区水泵排至井底水仓。

　　（10）必须对矿井勘探过程中的钻孔在开采前及时封闭，否则应留设防水煤柱。

　　二、灾害条件下安全救护

　　1、安全出口

　　矿井移交生产及达产时，共布置主斜井、副立井和回风立井三个井筒，主斜井设人行台阶，回风立井装备梯子间，均可做为矿井的安全出口。

　　2、矿山救护

　　根据《煤矿安全规程》第493条规定，矿山救护至服务矿井的距离以行车时间不超过30min为限。沁源县现设有一个军事化救护中队，下设3个救护小队，该救护中队装备精良，配有北京2020抢险指挥车一辆，南京依维柯、石家庄翔翼抢险车各一辆，四小时呼吸器、正压呼吸器、中泡灭火器、惰气发生装置、充填泵、电台、固定电话、移动通讯等设施，多次被山西省安全监察局评为二级质量标准化矿山救护队。该救护中队驻地距矿井约40km，交通方便，至矿井行车时间不超过30min。

　　根据《煤矿安全规程》、《煤矿矿山救护工作暂行规定》和《煤矿救护规程》规定，并结合本矿的实际情况，设计矿井不设专职救护队，采用社会化服务形式，目前矿井与沁源县救护中队已签订了矿山救护协议。

　　三、生产作业及劳动卫生保障措施

　　1、矿井提升安全措施

　　主斜井胶带输送机完善了《煤矿安全规程》要求的“五项”保护措施。

　　副立井井口设置有挡车器、阻车器，井筒内设置防坠器。

　　2、大巷运输设备的安全可靠性

　　矿井主运输采用胶带输送机方式，胶带符合MT668-97标准，抗静电、阻燃，在胶带机沿线设置防跑偏、打滑、防纵向撕裂、料斗堵塞、急停拉绳、烟雾报警等保护设备，依据故障性质，分别动作于事故报警和紧急停车。带式输送机设置了可靠的逆止和制动装置。

　　3、防机械、触电、坠落等人身伤害

　　1）对机械传动设备采用的防护措施

　　（1）胶带输送机的尾滚筒、联轴器、制动器在设计中均选用了保护罩，拉紧装置处均设置防护栏杆。

　　（2）机修车间、机床等设备转动件及胶带传动机构均设防护罩。

　　2）防止人体坠落等安全措施

　　（1）各车间内及生产系统内所有的安装孔口，方便楼梯口，操作平台及过桥四周设置防护栏杆．栏杆高度不小于1050mm，对不常开的检修孔洞设有活动盖板。

　　（2）各车间室内地面设置的排水沟均设置盖板，其它集水坑及地下泵池均设置防护栏杆。

　　（3）凡有人员走动的平面的检查孔、煤仓等均设有活动盖板和围栏。

　　3）对设备操作检修采取的安全防护措施

　　（1）各车间的主要运转设备旁边留有足够的操作空间．空间不小于1500mm，并按规程留有足够的检修空间，设备旁设有适当的检修场地。

　　（2）各车间运转设备之间留有2m以上的人行道及检修道，运转设备与建筑结构如墙或柱之间留有不小于700mm的人行道．另一侧留有500mm以上的检修道，对靠近人行道的传动设备均设有防护罩，并留有不小于1000mm的人行道。

　　（3）对机修车间各运转设备均装设保护罩和防护栏杆；对冲压设备，用特制的送料设备，身体部位不得进入设备中。采用排气漏斗，机械通风设备，焊接屏等排除有害气体。

　　（4）对产生电磁波、弧光、x射线、放射线等危害源的设备增设防护屏罩等，操作人员可使用保护性工具．工作人员一般情况应远离放射源等仪器设备。

　　（5）工人严格按操作规程上岗，劳动保护用品必须使用，不得违章生产和操作设备。

　　（6）在有集中和就地两种工作方式的控制系统中，两种方式互相闭锁、互为备用。对较长的带式输送机均设沿线紧急停车双向拉绳开关、防跑偏开关等保护装置。

　　4）防触电伤害等措施

　　各配电点、变电所的高压开关柜均选用具有“五防”功能的产品，以实现防设操怍。在电气设备运行中应挂牌提示带电，以防触电。

　　5）防振、防噪音

　　振动和噪音一般同时存在。本矿井产生噪音的主要地点及主要设备有：通风机运转时，煤流转载过程中煤炭撞击溜槽；机电修理车间铆接时；推土机返煤时等。采取如下措施防振、减噪：

　　（1）主通风机房出风侧水平风道内设OPIB型消声器，使风机噪音限制在允许范围之内。

　　（2）设计重点从声源上降噪音，在满足工艺要求的前提下，优先选择运转平稳可靠，噪音小、技术先进的设备，另外在给料机上考虑加装橡胶弹簧，减振垫等措施降低噪音。

　　（3）对推土机等设备排气口加装消音器。

　　（4）副井操车设备采用电液驱动，避免风动的噪声源。

　　（5）带式输送机采用高质量托辊、滚筒，避免了运行中产生的大量噪声。

　　第三节地面建筑防火措施

　　本着安全生产、防患于未然的原则，在建筑设计中贯彻“预防为主、防消结合”的方针，该矿井地面建筑遵照《建筑设计防火规范》和《煤炭工业矿井设计规范》的规定进行了设计。

　　1、主斜井井口房、筛分间、汽车装车仓等工程，根据《煤炭工业矿井设计规范》，生产类别均为丙类，耐火等级为二级。上述工程为钢筋砼框架结构，砖墙围护，钢筋砼梁板，钢门窗，其构件均满足二级耐火等级的要求。

　　2、主井场地地锅炉房、主斜井热风炉房等工程，根据《煤炭工业矿井设计规范》，生产类别均为丁类，耐火等级为二级。上述工程为砖混结构，钢筋砼梁板，钢门窗，其构件均满足二级耐火等级的要求。

　　3、器材库，综采设备库等工程，根据《煤炭工业矿井设计规范》，生产类别均为戊类，耐火等级为二级。以上工程均为钢筋砼排架结构或钢筋砼框架结构，钢筋砼屋面梁或屋架、大型钢筋砼屋面板。砖墙围护，其构件均满足二级耐火等级的要求。

　　工业场地各建筑面积均满足防火分区的要求。各工程的安全疏散出口均满足《建筑设计防火规范》要求。

　　第十六章环境保护

　　第一节概述

　　一、自然环境及环境质量现状

　　(一)自然环境

　　本井田地处太岳山区，地表为山区侵蚀地貌，沟谷纵横、地形较为复杂，总的地形地势是北高南低、西高东低，中间偏东发育一条南北向大栅河谷。地形最高点为北部关子岭点为1582.5m最低点位南部沟谷1355m，相差227.5m，基岩出露中等，山顶山脊黄土大面积覆盖，植被不发育。纵观该井田所处的自然地形条件，为侵蚀性较弱的中山区。

　　本井田地表水属黄河流域汾河水系的龙凤河流。井田仅为冲沟，沟谷内一般无水流，在雨季遇暴雨时，雨水短时聚集，顺沟向南流入龙凤河，再向西流入汾河。

　　本井田属大陆性气候，根据沁源县气象台观测记录，本区7、8、9三个月为雨季，降水量最小为463.3mm（1972年），最大为861.6mm（1975年），蒸发量最小为1306.7mm（1983年），最大1609.6mm（1972年），蒸发量大于降水量2.3倍。冬春两季雨雪较少，夏末秋初雨量较大。一月份气温最低，平均为零下6.5℃，七月份气温最高，为37℃—38℃，年平均气温18.7℃。十一月份开始结冰，次年三月份开始解冻，冻土深度最大为750mm（1976—1977年），最小为370mm（1972—1973年）,最大积雪厚度22cm。

　　本区夏季多东南风，冬春季多西北风，最大风速16m/s。

　　据中华人民共和国GB50011-2001《建筑抗震设计规范》，本区抗震设防烈度为7度，设计基本地震加速度值为0.15g。

　　(二)环境质量现状

　　据现场调研，目前矿井污染主要来自生活垃圾、工业废渣、建筑施工垃圾等，未经处理随意堆放，造成了土壤、大气、水体环境的“二次污染”，道路扬尘和交通噪声也相当严重。

　　自然生态系统结构筒单，绿色植物种类少，数量也不多，自我调控能力较差，是一个比较脆弱的生态系统。

　　二、资源开发可能引起的生态变化

　　矿井在扩建期间的井下矸石、地面工业设施的修建、管线线路的修筑等，均要开挖地表，产生大量的移动土方、弃土弃渣，造成施工区域内植被的完全破坏及发生新的土壤侵蚀。

　　各种施工活动，如机械碾压、人员践踏、施工营地等临时占地也会使施工区及周围植被受到不同程度的影响，产生一定的裸露地面，新增一定量的土壤侵蚀；会对施工区域内的土壤结构产生不同程度的影响，引起土壤板结，养分损失等，影响植被正常生长。

　　矿井井下排水、工业场地生产、生活废水、工业场地、生产过程中产生的煤尘、运输车辆行驶过程中激起的尘土等，均会对周围的植被和土壤产生不良影响。

　　煤矸石和生活垃圾等构成的固体废物，要占及土地、掩埋植被等等。

　　第二节环境保护与水土保持执行标准

　　一、环境保护与水土保持法律、法规依据

　　1.《中华人民共和国环境保护法》，1989年12月26日。

　　2.《中华人民共和国大气污染防治法》，2000年4月29日。

　　3.《中华人民共和国水污染防治法实施细则》，2000年3月20日。

　　4.《中华人民共和国固体废物环境污染防治法》，2004年12月29日修订。

　　5.《中华人民共和国噪声污染防治法》，1996年10月29日。

　　6.《全国生态环境保护纲要》，2002年11月26日。

　　7.《中华人民共和国水土保持法》，1991年6月29日。

　　8.《中华人民共和国水土保持法实施条例》，1993年8月1日。

　　9.《开发建设项目水土保持方案编制审批管理规定》，水利部1995年第5号令。

　　10.《开发建设项目水土保持方案管理办法》，水利部、国家计委、国家环保局，水保(1994)513号，1994年11月12日。

　　11.《建设项目环境保护管理条例》，1998年11月18日。

　　12.《煤炭工业环境保护设计规范》。

　　二、环境保护水土保持执行依据

　　(一)环境保护执行标准

　　1.环境空气：执行《环境空气质量标准》(GB3095-1996)中的二级标准。

　　2.地表水：执行《地表水环境质量标准》(GB3838-2002)中Ⅴ类标准。

　　3.地下水：执行《地下水质量标准》(GB/T14848-93)中的Ⅲ类标准。

　　4.环境噪声：执行《声环境质量标准》(GB3096-2008)，其中，工业场地按Ⅱ类标准，村庄按Ⅰ类标准，交通干线按Ⅳ类标准。

　　评价标准值见表16-2-1、16-2-2、16-2-3、16-2-4。

　　表16-2-1环境空气质量标准(GB3095-1996)二级标准

　　污染物名称取值时间二级标准浓度限值浓度单位

　　SO2年平均

　　日平均

　　小时平均0.06

　　0.15

　　0.50mg/Nm3

　　TSP年平均

　　日平均0.20

　　0.30

　　PM10年平均

　　日平均0.10

　　0.15

　　NO2年平均

　　日平均

　　小时平均0.08

　　0.12

　　0.24

　　表16-2-2地表水环境质量标准(GB3838-2002)Ⅴ类标准

　　序号污染物名称标准值单位

　　1PH6～9无量纲

　　2COD≤40mg/L

　　3BOD5≤10

　　4氨氮≤2.0

　　5石油类1.0

　　6硫化物1.0

　　7铁0.3

　　8锰0.1

　　表16-2-3地下水环境质量标准(GB/T14848-93)Ⅲ类标准单位g/L

　　序号污染物名称标准值序号污染物名称标准值

　　1PH6.5～~8.57NO3-N≦20

　　2总硬度≦4508总砷≦0.05

　　3氟化物≦1.09六价铬≦0.05

　　4氨氮≦0.210挥发酚≦0.002

　　5细菌总数(个/mL)≦10011NO2-N≦0.02

　　6大肠杆菌≦3.0

　　表16-2-4《声环境质量标准》(GB3096-2008)Leq[dB(A)]

　　类别昼间夜间单位

　　15545Leq[dB(A)]

　　26050

　　47555

　　(二)污染物排放标准

　　1.锅炉烟气：执行《锅炉大气污染物排放标准》(GB13271-2001)中二类区第Ⅱ时段标准。

　　2.颗粒物：执行《煤炭工业污染物排放标准》(GB20426-2006)表4及表5中标准。

　　3.污水：生活废水执行《污水综合排放标准》(GB8978-1996)表4中二级排放标准；矿井采煤废水执行《煤炭工业污染物排放标准》(GB20426-2006)表2中的排放标准。

　　4.噪声：执行《工业企业厂界环境噪声排放标准》(GB12348-2008)，其中工业场地执行Ⅱ类标准，村庄执行Ⅰ类标准，交通干线两侧按Ⅳ类标准；

　　表16-2-5锅炉大气污染染排放标准(GB13271-2001)二类区第Ⅱ时段

　　污染物浓度限值单位

　　烟尘200mg/Nm3

　　SO2900

　　表16-2-6煤炭工业污染物排放标准(GB20426-2006)表4、5标准

　　类别污染物原煤筛分、破碎、转载点等除尘设备

　　生产设备

　　排气筒颗粒物80mg/Nm3或设备去除效率＞98%

　　排气筒高度不得低于15m

　　作业场所监控点煤炭工业所属装卸场所煤炭储存场所、煤矸石堆置场

　　无组织排放限值(mg/Nm3)(监控点与参考点浓度差值)无组织排放限值(mg/Nm3)(监控点与参考点浓度差值)

　　颗粒物周界外浓度最高点1.01.0

　　SO2—0.4

　　注：周界外浓度最高点一般应设置于无组织排放源下风向的单位周界外10m范围内，若预计无组织排放的最大落地浓度点越出10m范围，可将监控点移至该预计浓度最高点。

　　表16-2-7污水综合排放标准(GB8978-1996)二级标准

　　序号污染名称标准值单位

　　1PH6.0～9.0mg/L

　　2SS70

　　3BOD520

　　4CODcr100

　　5石油类5

　　6氨氮15

　　7硫化物1.0

　　5.固体废物：执行《一般工业固体废物贮存、处置场污染控制标准》(GB18599-2001)。

　　各污染物排放标准值见表16-2-5、16-2-6、16-2-7、16-2-8、16-2-9。

　　表16-2-8采煤废水污染物排放限值

　　序号污染物最高允许排放浓度(单位：mg/L，PH值除外)

　　现有生产线新建(扩、改)生产线

　　1PH值6～96～9

　　2SS7050

　　3COD7050

　　4石油类105

　　5总铁76

　　6总锰44

　　注(1)：总锰限值仅适用于酸性采煤废水

　　表16-2-9工业企业厂界环境噪声排放标准(GB12348-2008)LAeqdB(A)

　　类别昼间夜间单位

　　15545Leq[dB(A)]

　　26050

　　47555

　　(三)水土保持执行依据

　　1.水利部《开发建设项目水土保持方案技术规范》(SL204-98)，1998年5月。

　　2.中华人民共和国国家标准《水土保持综合治理规范通则》(GB/T15772-1995)、《水土保持综合治理技术规范》(GB/T16453.1-16453.6-1996)。

　　3.中华人民共和国国家标准《防洪标准》(GB50201-94)。

　　4.水利部《土壤侵蚀分类标准》(SL190-96)。

　　5.水利部《浆砌石坝设计规范》(SL25-91)。

　　6.“煤炭开发建设项目环评(水保)技术审查程序和要求”(讨论稿)。

　　水利部水保监方案函[2002]118号文及附件：水土保持方案大纲、报告书技术审查要点。

　　第三节项目建设和生产对环境影响

　　一、项目建设对环境产生的影响

　　山西金晖隆泰煤业有限公司矿井环境影响情况，按现有生产期、建设期和运营期三个时期来进行分析。

　　(一)现有生产期

　　1.环境空气污染源

　　主要污染源为储煤场、运输汽车扬尘、其次为锅炉房，产生的污染物为烟尘、SO2、扬尘等。

　　2.水体污染源

　　水体污染源为矿井排水、生活污水。矿井水经处理后复用于井下消防洒水；生活污水产生量较小，采用地埋式水处理设备处理后回用于地面防尘及绿化。

　　3.噪声

　　主要噪声源是通风机房的风机、锅炉房的鼓、引风机、坑木加工房、水泵房及煤炭转载运输中各种设备产生的噪声污染，影响范围为工业场地。而运煤汽车的噪声对沿途村庄产生一定影响。

　　4.固体废物

　　主要有矸石、炉渣和少量的生活垃圾。

　　(二)升级改造工程建设期

　　矿井升级改造工程建设期对环境的影响主要有环境空气、水体、生态的影响以及产生的固体废物和环境噪声，这些影响是暂时的。

　　1.环境空气

　　环境空气主要污染是食堂炉灶、工棚采暖炉灶以及施工、运输过程产生的扬尘，主要污染物为TSP、SO2。

　　2.水体

　　水体污染源为生活污水，主要是施工人员日常生活废水，就地泼洒，自然蒸发；井下排水，一部分可用于施工用水，多余时排放，主要污染物为SS、BOD5、COD。

　　3.噪声

　　主要为施工机械，如混凝土搅拌机、提升机、挖掘机、汽车运输等产生的噪声。

　　4.固体废物

　　主要为场地开挖、平整以及施工后产生的弃土和建筑垃圾以及井下排出的矸石。

　　5.生态环境

　　施工开始时场地开挖对土地产生扰动影响，植被破坏，短期水土流失，仅限于场地范围内。由于建设期较短，其影响程度也较小。随着施工结束，场地硬化和绿化，生态环境得以恢复。

　　(三)运营期

　　随着矿井工程的完成投入运营，污染源发生变化,对环境的影响也有所改变。

　　1.环境空气

　　主要污染源为锅炉房房、原煤储存。主要污染物为烟尘、SO2和扬尘。

　　2.水体

　　主要污染源为井下排水、生活污水，污染物为COD、BOD5、SS等。

　　3.噪声

　　矿井工业场地噪声源主要为工业场地通风机房的风机和锅炉房内的鼓、引风机以及煤炭转运过程中各种设备产生的噪声，影响范围主要为工业场地。场地和村庄居民居住区较远，且受地物的屏蔽作用，对周围声环境影响不明显。

　　4.固体废物

　　主要有井下矸石和地面拣矸、炉渣、生活垃圾。

　　5.生态环境

　　主要是矿井井下开采造成的影响。井下开采对地下含水层有一定的影响作用，同时引起的地表塌陷对生态环境会造成一定的影响。

　　二、项目建设对水土保护产生的影响

　　本评价区区域性土壤侵蚀为强度，但在坡度较陡的地方为强度。地表塌陷后的局部地块水土流失趋于强度。侵蚀模数为5000～8000t/km2。

　　第四节环境保护与水土保持措施

　　一、环境保护措施

　　(一)大气污染防治措施

　　1.锅炉房

　　锅炉采用SX/G—B系列列高效脱硫除尘器，除尘效率为95%，脱硫效率为60%。

　　锅炉房使用的燃料为本矿原煤。

　　锅炉房给水经ZGR型组合式全自动钠离子交换器软化后供锅炉使用，锅炉房烟囱高度为35m。

　　经处理后的烟气，烟尘浓度89.38mg/Nm3＜200mg/Nm3，SO2浓度314.89mg/Nm3＜900mg/Nm3，符合《锅炉大气污染物排放标准》(GB13271-2001)二类区、Ⅱ时段排放标准要求。

　　2.车间内粉尘.原煤储存扬尘治理措施

　　资源重组后，设置原煤筒仓储存原煤。

　　(二)水污染防治措施

　　1.井下水处理

　　矿井正常涌水量为45m3/d，最大为72m3/d。矿井工业场地建有1座井下水处理站，选用2台FC02-360型机械过滤器，处理能力为40-80m3/h；2台不锈钢微滤过滤器，处理能力为40-80m3/h。处理后的井下水水质为：SS含量15mg/L＜30mg/L，悬浮物粒径0.2mm＜0.3mm，PH=7.3(6.5～8.5)，每100mL水样中未检出总大肠菌群和粪大肠菌群，水质符合井下防尘洒水用水水质标准，处理后的井下水复用于井下消防、降尘洒水、地面防尘绿化，矿井水复用率达100%。

　　2.生活污水处理

　　本矿井生活污水排水量为156.56m3/d，污水全部排入生活区的污水处理站，采用二级生物处理。处理后的出水水质：SS=20mg/L≤30mg/L、BOD5=15mg/L≤20mg/L、COD=40mg/L≤50mg/L，废水处理后全部回用于地面绿化及抑尘，不外排。

　　(三)固体废物处理措施

　　1．矸石的综合利用途径

　　利用掘进矸石做为铺设道路或其他建筑设施的原材料，这既节省了原料、资金，又使固体废物得到了利用。

　　2．矸石物理处置方法

　　1)矸石排至矸石堆放场后，由推土机推平、压实，由沟内向沟外，由沟底逐层堆放，始终使矸石保持一个平面，同时沟口设排水沟，以防矸石雨季被雨水冲刷带走。矸石每3m分一层进行堆放，并逐层压实，覆盖0.8m厚黄土，最终填满后覆盖1.0m厚黄土，植树绿化。

　　2)修筑拦渣坝。排矸场拦渣坝采用矸石筑坝，矸石分层碾压，泄水建筑物采用竖井形式，边排矸边碾压，待排矸场满后，在其表面覆盖黄土，营造防护林，种植草坪，将改善生态环境，防止水土流失等。

　　3)分层堆放。矸石从工业场地运往堆场，排入后用推土机将矸石、废石推平，并往返压实。

　　4)覆土、绿化。矸石场平整后表面全部覆土，覆土有效厚度为1.0m，绿化树种选择樟子松，栽种季节宜选择在春季。栽种方式采用客土坑栽，客土采用熟土及肥料按比例混合，肥料可用生活污水站的污泥。为了保证绿化和树木成活率，要定时浇水。当矸石堆放达到顶时，及时进行覆土，覆土厚度达到农业复垦要求，在最终表层覆盖1.0m的黄土进行复垦。为了改良土壤增加肥力，可种固氮类农作物。

　　3．防止溃坝的安全措施

　　1)拦渣坝管道设施规范，截洪设施、排洪泄洪设施、排渗设施、排水系统完善，安全观测、检测设施齐全。

　　2)密切关注坝体的变化情况,一旦发现坝体出现裂缝、沼泽化、跑混、管涌等情况能及时应急处置。

　　3)应急救援有保障。

　　(四)噪声控制措施

　　矿井的噪声均属于设备噪声。工业场地主要噪声源通风机、坑木加工电锯、泵房等产生的运行高噪声。

　　噪声污染主要采取如下措施进行控制：

　　1.在总平面布置时，按功能分区，将产生高噪声设备与办公楼等环境要求较高的建筑物保持一定距离，并种植绿化带隔挡噪声传播。

　　2.对一些产生较大噪声的设备，如通风机、压风机等，在排出管上装消声器，在扩散器内装吸声材料，并设密闭值班室。

　　3.对各种水泵、风机等采用减振基础，进出管上采用柔性接头代替钢性接头等，设备选型，尽量选用低噪声设备。

　　(五)绿化

　　生产区以保护和改善环境、减轻污染为主，结合各建筑物的特点进行绿化，除种植杨、柳、橹等主高大树种外，搭配种植一些灌木，并在场地中央边坡上以草皮防护，在挡墙上植攀援类植物；行政福利区以办公楼为绿化、美化的重点，以美化环境为主，采取乔木、灌木、草花混植的原则进行绿化。

　　(六)生态保护措施

　　1.生态影响防护与恢复原则

　　根据本工程建设和运营特点，依据《环境影响评价技术导则--非污染生态影响》的规定，生态影响的防护与恢复的原则是：

　　1)自然资源损失的补偿原则

　　由于项目区域内自然资源(主要指林地和草地)会由于项目施工和运行受到一定程度的影响，因此必须执行自然资源损失的补偿原则。

　　2)区域自然体系生态完整性受损的恢复原则

　　项目建设使区域自然体系生态完整性受到一定程度的损失，尤其是矸石场地占地、工业场地占地等，要进行生态完整性受损的恢复措施。

　　3)人类需求与生态完整性维护相协调的原则

　　项目建设和运行是人类利用自然资源满足人类需求的行为，这种行为往往与生态完整性的维护发生矛盾，生态保护的措施就在于尽力减缓这种矛盾，在自然体系可以承受的范围内开发利用资源，为社会经济的不断进步服务。

　　2.生态影响的防护措施

　　生态影响的防护是指采取对生态影响起到避免、削减和补偿作用的措施。由于本工程的建设中矸石场占用一部分沟地，改变区域土地利用格局；矿井建成后，增加了环境空气、水体污染物和固体废物；因此，采取必要的生态防护措施，主要包括防止水土流失和污染物工程治理措施。

　　1)工业场地保护措施

　　①项目施工过程中要加强管理，严格划定施工区域，将临时占地面积控制在最低限度，以避免造成土壤和植被的大面积破坏。同时，按水土保持方案制定的措施，对施工中产生的边坡和临时土堆进行遮盖，控制水土流失。

　　对于临时占地和临时便道等区域，竣工后要进行恢复工作，工业场地内要进行绿化。

　　②场地绿化措施：在生产区要结合各种生产设施的特点，种植高低相结合的乔灌木，形成隔离林带，防止污染扩散；办公福利区以美化环境为主，种植绿篱、布置花坛、草坪等。道路的绿化以种植行道树为主，选择适宜的树种，进行多种树种混栽，形成沿道路的绿化带，工业场地绿化系数为25%。

　　对矸石场按照分阶段进行分层堆放，平整、压实，最终覆土进行绿化，绿化树种选择当地耐旱的树种进行种植，以提高树木的适宜性和耐旱性及成活率，边坡和护坡采用植草皮、洒草籽进行绿化。

　　2)污染物工程治理措施

　　本工程建成后，对环境空气污染物、水体污染物、固体废物及噪声等采取了严格的治理措施，在满足总量控制的前提下，使污染物达标排放；矿井井下水进行处理后，大部分回用于井下和地面防尘、绿化，外排量很小。这样最大限度地减轻了环境污染，维护了区域生态环境。

　　3)生态影响的恢复措施

　　项目工程建设对评价区的生态环境不可避免的产生影响，这些影响或是长期的。可以通过生态恢复技术予以消除。

　　煤矿生态恢复的主要内容是指在建设、生产过程中，因挖损、压占等造成破坏的土地，采取整治措施，使其恢复到可供利用的状态。应积极筹措资金，采取各种措施对破坏的土地进行复垦。主要是矸石场的复垦任务。

　　为了开展和做好土地复垦工作，矿井应设立由分管领导负责的土地复垦办公室，负责矿井的土地复垦工作，积极开展土地复垦。主要职责如下：

　　①负责土地复垦规划的设计。委托有资格的设计单位编制土地复垦规划，并报土地管理部门审批，审批后负责实施。

　　②制定土地复垦工作计划。依据矿井生产计划安排情况，对受影响土地进行调查，土地使用现状，并登记造册。结合实际对土地破坏影响程度和数量，制定复垦计划。

　　③负责对破坏土地的测算、登记，土地损失补偿费支付，复垦后移交手续。

　　3.地表移动保护措施

　　1)对地面建筑物的保护措施

　　对井田范围内的村庄、铁路，应加设保安煤柱。对井田内的工业场地、井田境界均采用留煤柱的保护措施。

　　2)对采动影响的土地、农田、植被的治理措施

　　本着“谁破坏，谁复垦”的原则，受采动影响破坏的土地由矿方负责进行土地复垦。由于本井田所处地区为土石山区，村庄稀少，地表塌陷不明显。

　　根据土地破坏程度的不同，采取不同的土地复垦方式。对局部破坏较严重的土地给予一定的补偿。采动对农作物及植被的正常生长影响不大，倾斜变形使少量树木产生歪斜，对树木正常生长有一定的影响，可采取拉直扶正的措施。对倾斜较为严重或倒伏的树木进行重新种植。

　　3)对输电线路、水利设施的保护措施

　　井田范围内有多条高压输电线路，地表移动变形可能使电线塔(杆)下沉或歪斜，影响线路驰度及对地高度，严重时造成输电线接地或拉断。为了维护输电电路正常运行，矿方应委派专人定期巡视采空区的输电线塔(杆)，发现下沉或歪斜时要及时加固、维护，以避免造成重大损失。井田范围内无大型水利设施，主要为农灌用水窖、水渠等，矿方应视破坏程度给予修复或重建。

　　二、水土保护措施

　　按照矿区所属地貌类型特征，针对建设及运营过程中的水土流失特征和防治要求，在矿井设计已考虑水土保持措施(主要如边坡防护、桥涵和地面防排水)的基础上，把矸石场、临时施工场地作为防治的重点。

　　总体布局是：在工程建设中应尽量避免或减少地面土石方量，施工过程中宜采用工程防护与生物防护相结合的方法控制水土流失，在必要的施工场地设置排水设施，缩短废水径流长度，有规划疏导降水，减轻降雨直接作用土表，对局部下坡方向应采取必要的拦挡措施，施工完成后要及时还田复耕。运营中以绿化防护为主，减少地表裸露面积，对地表塌陷应采取积极的治理和复垦措施。

　　运营期水土保持措施汇总见表16-4-1。

　　表16-4-1水土保持措施汇总表

　　水土流失防治区防治措施

　　项目建设区工业场地地面硬化、绿化、边坡防护、修建排水系统等

　　固体废物堆放边坡防护、排水涵洞、夯实、绿化、复垦等

　　运输道路路面沥青固化、植物及浆砌石护坡、修建道路排水系统

　　直接影响区工业场地近缘平整、隔离林带绿化

　　固体废物堆放边缘绿化、边坡防护

　　临时施工场地平整、覆土、还田、绿化

　　(一)工业场地水土保持措施

　　1.施工期水土保持措施

　　施工期水土流失，主要是由于建筑地基开挖临时堆土而形成的人工边坡而产生的。水土保持措施主要为施工临时防护，拟用临时土袋挡土墙对临时堆土进行挡护，并用蛇皮布遮盖物对表土覆盖以防止表土流失，并建好施工排水设施。

　　临时堆土断面为梯形，设计尺寸为上顶宽1.0m，下底宽5.0m，高2.0m，内外侧边坡为1：1.0，拟在土堆的两侧用临时土袋挡土墙防护，断面为矩形，高度50cm；沿土堆方向每隔10m布设一个管径为5cm的塑料排水软管，土堆外侧设计断面为梯形的简易排水渠，并在土堆表面用蛇皮布遮盖，以防止水蚀和风蚀。

　　简易排水渠断面为上顶宽0.5m，下底宽0.1m，高0.2m，内外侧边坡为1：1.0

　　2.施工后绿化、美化

　　在绿化布置时，遵行点、线、面相结合的原则。以工业场地前区为绿化重点，形成花园式广场，利用部分边角空地布置小游园，并与布置在厂在道路两旁的林荫道有机地联系在一起。厂内绿化树种乔、灌木相结合，常绿、落叶相结合，并根据各种花卉的开花期合理安排种植，树种选择油松、扬、榆树、落叶松等耐污树种，灌木有柠条、紫穗槐等；道路的绿化以种植道树为主，选择油松等，树间距4m，形成沿道路的绿化带，

　　(二)矸石场水土保持措施

　　1.分层堆放方式、分层厚度

　　本矿井矸石用汽车集中运至矸石场内，由沟内向沟外，每3m一层进行堆放，堆体坡应角小于35°,每层由推土机推平、压实后，覆盖0.5m后黄土。堆满后覆盖1.0m后黄土，绿化。

　　2.建涵洞

　　根据矸石场所处位置的水文状况，在未堆放矸石前，在沟谷洪水经过的通道上，首先砌筑涵洞，之后在涵洞上堆放，使洪水有可通之道，可避免对矸石堆的冲刷。

　　3.排水沟系统

　　为了使雨水从矸石堆上顺利排走，减小对矸石堆表面的冲刷，从矸石堆顶层到底层修筑相连的排水沟，每个台阶呈外高内底的平面，台阶边缘修挡水坎，使台阶上的雨水不能从坡面流淌，从而达到减轻对矸石堆坡面表土的冲刷。

　　(三)采空沉陷区水土保持措施

　　本矿采空沉陷的表现形式为地表裂缝、局部滑坡、地表下沉，对当地的地形、地貌产生一定的影响。根据以往土地复垦的经验，结合本项目地势起伏不平，植被覆盖率不高的特点，确定沉陷土地复垦的对象以沉陷旱地为主。

　　沉陷坡地(坡耕地)复垦：影响程度较重的耕地应退耕还林，主要种植柠条等，部分旱坡地改造为梯田。

　　井田范围内灌木分布较少，因此植被重建工作本着恢复原有生态系统为目标，以灌木林恢复为主，适当的采用灌、乔混交的形式。灌木树种以柠条和苜蓿，乔木以樟子松、油松等为主。通过植被以求控制水土流失，改善当地生态环境。

　　第五节机构设置及环境保护投资

　　一、机构设置

　　为保证将环境保护纳入企业管理和生产计划，并制定企业管理的污染控制指标，使企业排污符合国家和地方有关排放标准，并实现企业管理总量控制，企业内必须建立行之有效的环境管理机构。

　　根据同类型煤矿环境管理先进企业的经验，企业应建立以矿长负责，各职能部门各负其职的环境管理体系，设置环保科，配有科长及科员2人，并配备一定的监测仪器和设备，环保科负责全矿井环境管理、污染物监测及污染治理的具体工作，制定本企业环境保护的远、近期规划和年度工作计划。制定并检查各项环境保护管理制度的执行情况，组织制定企业有关部门的环境保护管理规章制度，并监督执行。指导和监督本企业环保设施运行情况，推广环保先进技术和经验，保证环保设施按设计要求运行。

　　企业领导和环保科要制定《山西金晖隆泰煤业有限公司矿井环境保护规章制度》、《环境保护奖惩制度》以及《环境监测管理制度》等。通过对各项环境管理的建立和执行，形成目标管理与监督反馈紧密配合的环保工作管理体系，可有效地防止污染产生和突发事故造成的危害。

　　二、环境保护投资概算

　　本工程项目建设总资金为32752.93元。环保投资349.92万元。环保投资占总投资的1.11%。

　　第六节环境影响评价

　　一、产业政策和发展规划

　　为控制低水平、低起点、小规模、污染治理力度不大的小企业重复建设，国家经贸委要求矿井的建设规模不得低于300kt/a，山西金晖隆泰煤业有限公司设计规模为900kt/a，符合国家产业政策及规模要求。符合当地社会经济发展规划。

　　二、工业先进性与清洁生产

　　本工程采用了较先进的生产工艺，从源头上控制了污染。从原煤储存全过程进行控制，降低原煤损耗，确定了固体废物的合理处置措施，本工程符合清洁生产的要求。

　　三、达标排放分析

　　山西金晖隆泰煤业有限公司矿井工程对环境空气和水污染物采用了成熟可靠的处理工艺，均能做到长期稳定达标排放；对不同的噪声污染源采取了相应的将噪隔声措施，使其得到了有效的控制；对采煤中排弃的矸石及灰渣进行了妥善处理，对生态环境的影响和破坏也得到了一定的控制和补偿。

　　在严格落实本设计提出的各项环保对策措施后，烟尘、SO2均可达标排放。

　　四、改善区域环境质量、保护生态环境现状

　　本工程采取了环境保护，但污染物排放量还是有所增加。只要本工程严格按照设计提出的污染防治措施进行治理后，本工程的建设不会恶化当地环境质量。

　　通过本区域生态环境治理，可保护或改善现有生态环境状况。

　　五、厂址可行性分析

　　本工程符合国家产业政策与发展规划，厂址功能区划分及对环境造成的影响预测等均支持升级改造的建设。矿井煤源稳定，水源、电源、交通运输均较便利，选址是可行的。

　　六、落实环保措施

　　通过对本工程的分析，环保投资的资金能否落实是本工程投产后污染源能否得以控制的前提条件，也是从环保角度考虑本项目可行性的又一先决条件。

　　综上所述，本工程各项建设条件十分优越，工程采取了清洁生产措施和综合防治措施，符合国家的产业政策、环保政策及有关的法律法规。在严格落实各项环保对策措施后，各污染源可以稳定达标排放，工程对环境影响较小。从合理利用资源和环境保护的角度，本工程是可行的。

　　第十七章节能与节水

　　第一节节电

　　一、电耗指标分析

　　矿井用电设备总台数162台，用电设备工作台数145台；用电设备总容量7826.9kW，用电设备工作容量6302.5kW；最大计算有功工率4024.6kW，矿井年耗电量16451.92k·kWh，吨煤电耗18.280kWh。

　　目前国内大中型煤矿吨煤耗电量一般在15～25kWh之间，本矿吨煤耗电量18.280kWh，居于较先进水平。其主要原因在于设计采用了合理的工艺，系统简单，合理选择机械设备，避免大马拉小车，优化了通风系统；选取高效节能机电设备，使总的能耗指标大大降低。

　　二、井上下配电系统及经济合理运行

　　在设计过程中选用高效节能型产品。地面工业场地35/10/0.4kV变电所变压器；选用SZ10、S11系列低损耗节能变压器；合理选择运行方式，使能耗降低。供电系统采用集中无功功率补偿方式，提高了供电质量，降低变压器容量，减小了送配电线路的电流，降低电能损耗。35kV线路的导线截面按经济电流密度选取，10kV电源下井，降低线路损耗。

　　三、电动机、缆线、变压器的合理选择及使用

　　优先选用节能型电动机，采用低压电动机节能器

　　准确计算用电负荷，按变压器的年电能耗损最低，年运行费用最低的原则来合理选择变压器容量，选用节能型低损耗高效率变压器。以降低变压器的固有耗损。

　　电力线路均采用铜芯电缆（线），以减少线损。电力线路干线最大工作压降不大于2%，支线最大工作压降不大于3%。

　　四、高效节能照明

　　1、地面室内照明优先采用节能型灯具和高效气体放电灯。并配备电子镇流器（节能型电感镇流器），在照明器上并联电容器，对照明电路进行无功补偿，以提高照明电路的功率因素，降低线路上的电能损耗和电压损耗。

　　2、工业建筑和公共建筑物走廊。楼梯间。门厅及场区道路等公共场所采用集中控制，按建筑物使用条件和采光情况采用分区、分组和时间控制。

　　3、井下一般采用节能型防爆日光灯。

　　五、电能计量及监控信息管理

　　对单机容量大于45kW的电机、工业场地内各配电点，风井场地各配电点、办公区各配电点及单身楼等地设有电能计量装置。

　　矿井设置有生产安全监测及人员安全监控、计算机管理系统。在井下各采掘工作面、主要回风巷、机电硐室及大巷等处设置瓦斯、风速、温度、一氧化碳、风门、烟雾等传感器。

　　矿井设生产监测系统，主要监测井下各采掘工作面的主要机械设备等工作状况、采区煤仓煤位、给煤机、局部通风机的开停、胶带机的运行状况以及主变电所运行状况；地面主要监测通风运行状况、生产系统主要设备运行状况。

　　矿井安全监测和生产监测合用一套监测装置。地面中心站除配有监测主机、传输接口、打印机、调试电话主机等设备外，同时还配有背投显示系统。该系统能实时连续的监测井下、井上各种环境安全参数和生产工况参数，监测参数可长期连续以磁盘文件方式存储并自动进行统计分析。系统监测的有害参数超限时，能自动报警，井下分站能可靠的实现风电、瓦斯闭锁功能。

　　第二节节水

　　一、用水指标分析

　　矿井用水量遵照国家《工业用水量定额》，并结合当地气候、建筑标准、井型及工效等因素进行估算。本矿井机械化程度较高，实际用水量低于用水定额。

　　二、节水措施

　　1）选用节水型生产工艺和设备，降低水的消耗量；淘汰落后的卫生器具、设备和管道材料，采用节水型新工艺、新技术、新材料，以达节水之目的。

　　2）本着节水节能原则，设计将井下排水进行处理达标后，用于井上、下生产洒水、除尘、消防、绿化、洗车等，提高水资源利用率。

　　3）给水系统，对压力高的消防系统采用临时高压制，既节省电能又可使水泵在高效区工作，保证消防用水水压。

　　4）给排水设备

　　潜水泵、加压泵选用高效新型水泵。

　　5）对供水系统采取防渗、防漏措施、降低水资源的无效消耗。浴室热水箱设自动温控系统，以降低热能损耗。

　　6）室内采暖管道上严禁安设龙头放水装置，采暖管道总回水管应装疏水器。

　　第三节采暖供热及空调制冷系统节能

　　一、集中供热

　　矿井生产区采用集中供热方式。行政福利建筑采暖，生产系统、部分工业厂房采暖及食堂和浴室供热热媒为锅炉房内汽-水换热器换热后的95℃的热水，耗煤量为24t/d。

　　本项目煤煤耗较同地区同类项目比较为中等偏低，主要原因是：

　　1、本矿井全员工效较高，人员较少，相应拍套的生活福利设施规模较少。

　　2、同时建筑物均采取有效的节能措施，高大空间的作业厂房采暖系统均采用值班采暖和暖风机相结合的方式，有效的降低了建筑物的采暖负荷。

　　3、采用热效率较高的设备（锅炉额定效率＞78%）。

　　4、采暖系统热媒为70~95℃低温热水，集中换热，提高了系统凝结水回收率；所有采暖供热系统管道均采用有效的隔热措施，减少了管网热损失。

　　二、供热系统

　　1、供热热源：为满足矿井采暖和生活用热需求，矿井工业场地设集中供热锅炉房，工业场地内的联合建筑、单身宿舍等采暖，浴室、食堂、开水、洗衣等用汽均由锅炉房提供。

　　2、锅炉房：本次设计在矿井生产区内新建锅炉房1座，新设3台蒸汽锅炉，型号为DZL2-1.25-A.P.W（1台），DZL4-1.25-A.P.W（2台）,供工业场地行政福利建筑冬季采暖、矿井工业厂房采暖及井筒冬季防冻，职工洗浴，锅炉冬季全部运行，夏季一台（2t锅炉）运行，冬季采暖期锅炉运行150天，每天16个小时，非采暖期215天，2t蒸汽锅炉每天运行20小时，供职工洗浴及食堂供热，满足热负荷要求。

　　3、供热管网及保温：建筑物采暖热媒为70~95℃低温热水，热水加热方式采用高效波节管汽—水换热机组；采暖凝结水均进行回收；管网布置采用枝状布置，与热用户采用直接连接，用户入口设流量控制阀。热网循环水泵采用变频控制，根据外网负荷调节流量，减少运行能耗。

　　矿井室外供热管道均进行保温，保温材料选用岩棉保温管壳。

　　三、空调制冷系统

　　1、空调系统：本工程未设置集中的空调系统，有空调要求的房间均独立设置。

　　2、空调设备：房间空调设备均采用热泵型分体式空调器；所有设备能效比（EER）均满足节能设计标准的要求。

　　第四节主要机械设备节能

　　矿井提升、通风、排水、压风等主要机械设备选型均充分考虑了节能因素，选用了运行效率高、节能的新型设备。

　　第五节地面生产系统节能

　　本矿地面生产系统各个环节均采用带式输送机转运煤炭，正常情况下基本避免了洒煤、漏煤，降低了产品损耗。地面生产系统设有大、中、小块滑坡煤仓和末煤圆筒仓，生产系统简单实用，耗电设备数量较少，满足节能要求。

　　矿井矸石来源主要是前期井下工程矸石。井下排矸量约35kt/a，人工拣矸量约0.5kt/a，锅炉房炉渣约1.1kt/a，生活垃圾0.06kt/a，总计36.66kt/a。

　　根据矿井工业场地及其周围的地形特征，设计仍利用矿井原有矸石排放场。井下矸石用矿车经副井提升至地面，利用翻车机翻入临时矸石堆放场地，然后井下矸石和筛分间手选矸石由轮式装载机装载汽车运至矸石场地。矸石堆放场位于工业场地北侧的沟谷内，矿井排放矸石主要以填沟平整场地和填沟造田为主。矿井排出的矸石，用汽车运到矸石沟，矸石堆放1m厚左右压实并喷洒石灰乳，再铺上300~500mm的黄土压实。对已达到堆积量的地段要及时覆土封闭，并进行造林绿化。覆土厚度0.5~1.0m为宜。种植耐旱易活树种，绿化环境。锅炉房炉渣等废弃物掺与矸石中，与矸石一同处理。

　　第六节建筑节能

　　一建筑节能设计依据

　　建筑节能设计依据及建筑标准按《公共建筑节能设计标准》（GB50189-20050），《民用建筑节能管理规定》（建设部部长令第76号）和《民用建筑节能设计标准》JCJ26-95有关规定严格执行。

　　二建筑节能措施

　　山西金晖隆泰煤业有限公司位于寒冷地区，冬天寒冷，夏季不热，冬季保温是节能设计的重点。对山西金晖隆泰煤业有限公司兼并重组建设项目新建的建（构）筑物应采取以下节能措施：

　　建筑布局

　　厂区内建筑物尽量采用联合集中布置。在进行总平面布置时，建筑布局应在满足使用功能要求的前提下，结合实际地形条件，尽可能南北朝向布置，主要房间宜避开冬季主导风向。冬季最大限度地利用日照，获取热量和减少热损失，夏季最大限度地减少得热，利用自然能来降温冷却，使建筑物的平面布局有利于自然通风，达到节能的目的。

　　建筑体形系数尽量不要超过0.30。施工图设计阶段运用相关的节能软件对建筑物进行单体节能计算，并通过调整节能方案（如调整外墙保温材料和屋面保湿材料的材质或厚度，采用不同的节能门，窗），使其达到节能50%要求。

　　围护结构

　　建筑物的外围围护结构采用外保温隔热构造，屋顶采用倒置屋面。具体的节能措施包括采用节能建材，建筑内外墙体做保温隔热层，使其传热系数K≤0.9~1.16，采用倒置式屋面，其传热系数K≤0.8。

　　门窗

　　外门窗在建筑的节能中至关重要，其热工性能指标包括传热系数，遮阳系数及窗墙比等。新增建筑一般为普通的工业建筑，开窗面积均控制在合理的范围内，公共建筑的窗墙比尽量控制在0.7以内；居住建筑窗墙比尽量控制在0.25（北）、0.30（东，西）、0.35（南）以内。门窗基本选用塑钢门窗，中空玻璃，中空厚度公共建筑在9~12mm范围内。尽量结合建筑造型采取硬遮阳措施，对于无法采取硬遮阳措施的建筑立面可选用具有遮阳低辐射功能的玻璃，如Low-e玻璃或在玻璃上贴玻璃遮阳膜以达到遮阳的目的。窗传热系数K≤4.7~4.0。

　　分户门采用传热系数K≤3.0(W/m2.K)的节能门。

　　对生产厂家提出外墙窗的物理性能要求：

　　1、抗风压性能：4级（2.5≤p3＜3.0kPa）

　　2、气密性能：≥3级（2.5≥q1＞1.5m3/m.h）

　　3、水密性能：≥4级（350≤△P＜500Pa）

　　4、空气隔声性能：3级（30≤Rw＜35）

　　5、保温隔热性能：≥7级（3.0＞K≥2.5W/m2.K）

　　第十八章项目实施计划

　　第一节兼并重组整合项目工期

　　一、项目实施前期工作

　　山西金晖隆泰煤业有限公司兼并重组整合工程项目的实施是在严格按照煤炭工业基本建设程序要求的前提下，根据目前市场经济条件，应以项目投资的综合经济效益为目标，以开采资源为约束条件，从实际出发，统筹考虑，综合分析，编制出符合实际的建设顺序。因矿井开拓准备巷道已建成，矿井施工准备工作主要围绕采掘工作面施工来展开，应完成技术、物资供应、劳动力组织安排，以及道路、供水、供电、通信、场地排水和场地平整等工作，做好“五通一平”工作，以满足施工需要。

　　此外，应在初步设计报告的基础上抓紧做好矿井安全预评价、环境影响评价、地质灾害和水土保持评价等技术性文件的报批。为工程下一阶段设计、安全施工等工作提供可靠的依据。

　　结合井筒巷道形式和施工方法，确定矿井施工准备期为1个月。

　　二、矿井设计的移交标准

　　山西金晖隆泰煤业有限公司兼并重组整合工程项目以两个回采工作面保证矿井设计生产能力，矿井移交生产时投产6号煤一采区6101普采工作面，和9号煤一采区9101综采工作面。

　　矿井移交时应完成设计规定的全部井下和地面各系统，主要包括以下内容：

　　井下生产系统：设计规定的全部井巷工程量、工作面装备以及与之配套的运输、通风、供水、供电、通讯等系统；

　　地面生产系统：与生产能力相适应的为全部生产系统、辅助生产系统和公共设施；

　　完成设计所规定的全部井下和地面工程及与之相配套的设备及管线安装，经全矿井联合试运转，验收合格后移交生产。

　　三、项目实施进度安排

　　为了较为准确地反映矿井建设工期，设计采用了切实可行的井巷成巷进度指标并参照《煤炭工业矿井设计规范》，要求施工单位施工技术力量和装备相对较强。具体指标如下：

　　斜井90m/月

　　立井80m/月

　　大巷200m/月

　　顺槽300m/月

　　开切眼150m/月

　　四、矿井主要连锁工程的确定

　　确定矿井建设井巷主要连锁工程为：

　　主斜井→胶带大巷、+1240轨道大巷→胶带顺槽→开切眼。

　　五、三类工程施工顺序和施工组织的基本原则

　　1、三类工程施工顺序

　　煤矿建设的特点是地面与井下联合作业、同步进行。工程建设期间，应充分利用时间和空间，对矿建、土建、机电安装三类工程与矿井配套工程进行合理安排，使三者紧密接合、交叉施工。

　　三类工程施工应按照以下原则：

　　1）以井巷工程为主，机电安装工程服从于井巷工程工期。

　　2）土建工程除与井巷工程有关的以外,均应服从于机电安装工程工期。

　　3）机电安装工程和土建安装工程除服从于井巷工程施工工期外，还应尽量考虑到劳动力的均衡使用。

　　2、施工组织的基本原则：

　　1）认真贯彻执行国家的各项建设方针、技术和经济政策，在确保安全和工程质量的前提下，合理安排工程进度，努力做到早出煤、早达产，尽早发挥经济效益，同时应做到井下工程与地面工程相适应，生产性建筑和生活福利设施的建设相适应，矿井建设与有关配套工程相适应。

　　2）合理安排施工顺序，优选施工方案和施工方法，认真组织井巷、土建和机电安装三类工程平行交叉作业和均衡施工，抓紧主要矛盾线和重点工程施工。

　　3）依靠科学技术进步，充分发挥第一生产力的作用，积极合理地采用和推广国内外行之有效的先进技术和先进经验，选用成套施工设备，提高机械化程度，提高劳动生产率。

　　4）合理安排劳动组织，尽量保持劳动力均衡，确保工程连续施工。

　　5）尽量利用永久设施施工，严格控制临时工程、充分利用现有施工设备，提高机械设备利用率。

　　6）根据当地的具体条件，因地制宜、就地取材，积极采取措施，努力节约原材料，降低工程成本，节约建设资金。

　　六、建设工期预计

　　根据井巷工程施工进度图表综合排队，当井下同时施工的队伍为5个时，矿井达到移交生产标准时矿井建设总工期为21个月，其中：施工准备期为1个月，矿井井巷工程施工工期为18个月，设备安装及联合试运转4个月（其中和井巷工程并行作业0.1个月）。矿井建设工期综合进度见图18-1-1。

　　第二节产量递增计划

　　本矿井的设计生产能力为900kt/a，以两个个采区，两个个回采工作面保证矿井生产能力。移交当年可达到900kt/a的生产能力，达产期一年。

　　第十九章技术经济

　　第一节劳动定员及劳动生产率

　　山西金晖隆泰煤业有限公司兼并重组整合设计设计生产能力为900kt/a，根据《煤炭工业矿井设计规范》GB50215-2005规定，矿井生产人员出勤人数389人，地面工人在籍系数取1.35，井下工人在籍系数取1.45，则矿井生产在藉人数为545人，全矿井定员在籍总人数为593人。矿井全员效率为7.0t/工。详见矿井劳动定员配备表19－1－1。

　　表19－1－1劳动定员配备表

　　序号工种出勤人数在籍系数在籍人数

　　第一班第二班第三班第四班小计

　　一生产工人10610610641359515

　　1井下生产工人888888413051.45442

　　2地面生产工人181818541.3573

　　二管理及技术人员99933030

　　生产人员小计11511511544389545

　　三服务人员1010103030

　　四其他人员6661818

　　合计13113113144437593

　　第二节建设项目资金概算

　　一、固定资产投资概算

　　概算投资范围包括从筹建至达到设计生产能力前设计所规定的全部井巷工程、土建工程、设备及工器具购置、安装工程和工程建设其它费用的投资、预备费、建设期贷款利息、铺底流动资金按规定列入建设项目总资金。见表19-2-1。

　　表19-2-1矿井总概算表

　　顺序单位工程或环节名称概算价值（万元）吨煤投资（元）占总投资比例（%）

　　井巷工程土建工程设备及工器具购置安装工程工程建设其他费用合计

　　一准备工程

　　二井筒1144.610.00209.981354.5915.053.41

　　三井底车场巷道及硐室1663.671663.6718.494.19

　　四主要运输道及回风道1519.24504.26100.432123.9323.605.35

　　五采区2311.847352.09508.2010172.13113.0225.61

　　六提升系统45.36675.26256.59977.2110.862.46

　　七排水系统193.5439.1847.60280.323.110.71

　　八通风系统22.47186.8221.95231.242.570.58

　　九压风系统16.7772.20186.78275.753.060.69

　　十地面生产系统813.24467.44127.201407.8815.643.54

　　十一安全技术及监控系统291.42163.54454.965.061.15

　　十二通讯调度和计算中心88.4385.95174.381.940.44

　　十三供电系统68.00461.852196.941605.594332.3848.1410.91

　　十四地面运输23.1020.9844.080.490.11

　　十五室外给排水及供热67.30175.24679.42921.9610.242.32

　　十六辅助厂房及仓库68.58192.2519.04279.873.110.70

　　十七行政福利设施273.05273.053.030.69

　　十八场地设施372.30372.304.140.94

　　十九居住区1121.641121.6412.462.82

　　二十环境保护及"三废"处理34.82307.408.29350.513.890.88

　　廿一其他基本建设费用8930.858930.8599.2322.48

　　计6900.903320.4812569.914020.568930.8535742.70397.1489.98

　　其中：新增工程6170.903320.4812258.064020.568930.8534700.85

　　已完成工程730.000.00311.850.001041.85

　　廿二基本预备费(7％)431.96232.43858.06281.44625.162429.0526.996.11

　　小计7332.863552.9113427.974302.009556.0138171.75424.1396.09

　　廿三建设期贷款利息1552.621552.6217.253.91

　　项目建设总造价7332.863552.9113427.974302.0011108.6339724.37441.38100.00

　　吨煤投资(元)81.4839.48149.2047.80123.43441.38

　　占总投资比重(%)18.468.9433.8010.8327.96100.00

　　廿四铺底流动资金1392.941392.94

　　建设项目总资金7332.863552.9113427.974302.0012501.5741117.31

　　二、概算编制依据

　　(一)工程量：依据设计提供的工程量表、图纸、说明书及机电设备器材目录。

　　(二)采用定额指标

　　1、矿建工程：采用中国煤炭建设协会2008年颁发的《煤炭建设井巷工程概算定额》（2007基价）、《煤炭建设井巷工程辅助费综合定额》（2007基价）。

　　2、土建工程：执行煤规字〔2000〕183号文颁发的《煤炭建设地面建筑工程概算指标》（99统一基价）。

　　3、机电设备安装工程：执行煤规字〔2000〕183号文颁发的《煤炭工业机电安装工程概算指标》（99统一基价）。

　　(三)设备、材料预算价格及有关费用

　　设备价格：采用询价、《煤炭工业常用设备价格汇编》（九九版）、《2009年机电产品报价手册》。

　　材料预算价格采用《山西工程建设标准定额信息》2010年第2期，不足部分采用《煤炭工业安装工程定额外材料预算价格》（九九版）。

　　设备运杂费：按设备原价的6%计算。

　　材料运杂费：安装工程定额外材料按材料原价的8%计算。

　　备品备件购置费：按设备价值的1%计算。

　　（四）工程取费

　　矿建工程执行中煤建协字〔2007〕90号文颁发的《煤炭工程建设费用定额》，土建工程和安装工程执行煤规字〔2000〕第48号文颁发的《煤炭工程建设费用定额》。见“费率计算表”。

　　(五)费用标准：执行中煤建设协字〔2007〕第90号文。

　　(六)基本预备费：执行中煤建协字〔2007〕90号文的规定，按7％计取。

　　三、项目投资分析

　　根据以上编制依据，计算出建设项目总资金为41117.31万元，吨煤投资为441.38元。其中：已完成投资为1041.85万元。新增投资为37646.41万元，其中：井巷工程投资6170.90万元；土建工程投资3320.48万元；设备及工器具购置投资为12258.06万元；安装工程投资为4020.56万元；工程建设其它费用投资为8930.85万元；基本预备费投资为2429.05万元；建设期间投资贷款利息为1552.62万元；铺底流动资金为1392.94万元。详见矿井总概算表。

　　四、资金来源及建设期贷款利息

　　根据国发[2009]第27号文的规定，项目总造价的70%拟采用银行贷款，30%由企业自筹解决，建设期间投资贷款利率按银行现行规定为5.76%。

　　即70%的银行贷款为26303.49万元，建设期贷款利息为1552.62万元。30%的企业自筹资金为10826.41万元。

　　项目建设期为24个月，根据施工进度安排逐年投资，计算建设期贷款利息。详见表19-2-2。

　　五、项目建设总造价

　　项目建设总造价为固定资产投资与建设期贷款利息之和，

　　即：项目建设总造价=固定资产投资+建设期贷款利息

　　=38171.75+1552.62=39724.37万元

　　吨煤投资为411.38元。

　　六、流动资金

　　项目达到设计生产能力时，所需的流动资金为4643.13万元。其中30%的铺底流动资金为1392.94万元，余下的70%为贷款，即流动资金贷款为3250.19万元。

　　七、项目建设总资金

　　项目建设总资金为项目建设总造价与铺底流动资金之和，

　　即：项目建设总资金=项目建设总造价+铺底流动资金

　　=39724.37+1392.94=41117.31万元

　　表18-2-2投资资金筹措及使用计划

　　序号项目年份第1年第2年第3年合计

　　1总投资额20149.1519575.224643.1344367.50

　　1.1已有固定资产投资1041.850.001041.85

　　1.2新增固定资产投资18720.8918409.0137129.90

　　1.3建设期利息386.411166.211552.62

　　1.4流动资金4643.134643.13

　　2资金来源20149.1519575.224643.1344367.50

　　2.1自有资金6345.565522.701392.9413261.20

　　其中:现有固定资产1041.851041.85

　　资本金5303.715522.7010826.41

　　用于流动资金1392.941392.94

　　2.2借款13803.5914052.523250.1931106.30

　　2.2.1长期借款13803.5914052.5227856.11

　　2.2.1.1本金13417.1812886.3126303.49

　　2.2.1.2建设期利息386.411166.211552.62

　　2.2.2流动资金借款3250.193250.19

　　第三节生产成本

　　生产成本主要依据煤规字(1996)第501号文有关规定并参考当地矿井实际生产成本进行计算。详见表18-3-1。

　　1、材料：根据该矿井设计生产工艺，结合同类型矿井的实际生产成本，估算原煤材料单位成本为30.00元/t。

　　2、动力：根据设计提供的吨煤电耗及当地生产用电单价进行估算，即吨煤电耗为18.280kw.h，1.0元/kw.h，则动力单位成本为18.28元/t。

　　3、工资：根据矿井设计生产工艺，结合矿井的全员效率，估算年人均工资为60000元/人.年，则计算单位成本工资为：39.53元/t。

　　4、职工福利：根据文件规定，职工福利基金占成本工资的14％。

　　表18-3-1总成本费用估算表

　　序号项目名称单位成本（元/t）总成本费用（万元）

　　1外购原材料30.002700.00

　　2外购燃料及动力18.281645.20

　　3工资39.533557.70

　　4职工福利费5.53497.70

　　5修理费6.70603.00

　　6折旧费19.211729.34

　　7维简费10.00900.00

　　8摊销费12.341110.86

　　9地面塌陷补偿费1.0090.00

　　10利息支出2.11190.14

　　11煤矿安全费15.001350.00

　　12其他费用39.693572.10

　　13煤炭可持续发展基金20.001800.00

　　14转产基金5.00450.00

　　15环境治理恢复保证金10.00900.00

　　原煤生产成本小计234.3921096.04

　　经营成本小计188.2316940.70

　　5、修理费：根据初期固定资产原值计算。

　　6、折旧费：根据初期固定资产投资计算。其折旧办法执行煤规字(1996)第501号文的规定，综采综掘设备8a，一般采掘设备按10a折旧，通用设备按15a折旧，地面建筑工程按40a折旧计算。

　　7、摊销费：根据煤规字(1996)第501号文的规定，将矿井初期的一切无形及递延资产按10a摊销列入生产成本。

　　8、井巷工程基金及维简费：根据煤规字（1996）第501号《煤炭工业建设项目经济评价方法与参数》和晋财建[2004]320号文的规定，吨煤成本分别为2.50元和7.5元(其中：3.75元进入经营成本，另外3.75元用于还款)。

　　9、生产安全费；按吨煤15元/t计取。

　　10、地面塌陷补偿费：按1.0元/t估算。

　　11、其他费用：按74.69元/t估列。

　　1）煤矿可持续发展基金按山西省人民政府令第203号文<山西省煤炭可持续发展基金征收管理办法>执行。根据实际情况本矿产品为焦煤按20元/t×1.0调节系数计取。根据晋政发［2007］9号文规定：环境治理恢复保证金按10元/t计算，煤矿转产发展基金按5元/t计算。

　　2）劳动保险等费用：劳动保险费、失业保险费、工会经费及职工教育经费按原煤成本工资额的52.2%估算，为20.64元/t。

　　3）进入经营成本的维简费：为3.75元/t。

　　4）采矿权使用费：按2.3元/t计取。

　　5）矿产资源补偿费：根据国务院1994年第150号令，按照原煤销售收入的1%计算，为4.0元/t。

　　6）其他费用：参照邻近矿井和实际生产资料，矿井按吨煤9.00元/t估列。

　　原煤生产成本为234.39元/t，经营成本为188.23元/t。

　　第四节技术经济分析及评价

　　一、年销售收入、销售税金及附加的估算

　　１、煤炭价格及销售收入的估算

　　根据当地矿区近几年的平均销售情况，确定矿井原煤售价为400元/t（含税价）。计算矿井年销售收入36000万元。

　　２、销售税金及附加的估算

　　本项目的销售税金及附加包括增值税、资源税、城市维护建设税及教育费附加。增值税：销项税17％，进项税17％，城市维护建设税按增值税的1％，教育费附加按增值税的3％分别计算。

　　资源税执行财税[2007]15号规定，按8.0元/t计取。

　　在正常年份计算销售税金及附加为5503.39万元。

　　二、利润、投资利润率及投资利税率的计算

　　根据以上参数计算生产期平均年利润总额为8270.32万元，所得税后利润为7050.43万元。

　　年利润总额

　　投资利润率=──────×100％=18.64%

　　项目总投资

　　年利税总额

　　投资利税率=──────×100％=31.04%

　　项目总投资

　　三、技术经济分析

　　根据煤规字（1996）第501号文的有关规定，对该项目进行经济评价，评价结果见表19-4-1。

　　表19-4-1主要财务评价指标表

　　名称指标单位

　　税后内部收益率(全部投资)21.78%

　　税前内部收益率(全部投资)26.44%

　　内部收益率(自有资金)66.15%

　　税后投资回收期5.85年

　　税前投资回收期5.27年

　　税后财务净现值(全部投资)33092.79万元

　　税前财务净现值(全部投资)48995.12万元

　　财务净现值(自有资金)58605.67万元

　　投资利润率18.64%

　　投资利税率31.04%

　　资本金利润率62.36%

　　借款偿还期(含建设期)5.18年

　　盈亏平衡点(产量的比例)56.95%

　　全部投资税后内部收益率为21.78％，大于相应的基准收益率10％，税后财务净现值为33092.79万元，大于零，表明本项目除能满足行业最低要求外，还有盈余，且固定资产投资借款偿还期(从借款开始年算起)为5.18a年，从财务报表各项经济指标表明本项目具有较好的经济效益。

　　第五节矿井设计主要技术经济指标

　　主要技术经济指标见表19-5-1。

　　表19-5-1主要技术经济指标表

　　序号指标名称单位指标备注

　　1井田范围——

　　1.1南北长km4.675

　　1.2东西宽km2.115

　　1.3井田面积km27.6663

　　2煤层——

　　2.1可采煤层数层6

　　2.2可采煤层总厚度m

　　2.3首采煤层厚度（6/11号煤层）m0.78/2.58

　　2.4煤层倾角（°）5°~15°

　　3资源/储量——

　　3.1设计可采储量kt37750

　　4煤类—JM

　　6矿井设计生产能力——

　　6.1年生产能力kt/a900，净增600

　　6.2日生产能力t/d2727

　　7矿井服务年限a26.8

　　8矿井设计工作制度——

　　8.1年工作天数d330

　　8.2日工作班数班4

　　9井田开拓——

　　9.1开拓方式—斜立混合开拓

　　9.2水平数目个3

　　9.3水平标高m+1320/1300/1240

　　9.4大巷主运输方式—胶带输送机

　　9.5大巷辅助运输方式—无极绳绞车牵引1.0t系列矿车

　　10采区——

　　10.1回采工作面个数个2

　　10.2掘进工作面个数个4

　　10.3采煤方法—综采/普采

　　10.4主要采煤设备—

　　10.4.1采煤机型号/台MG160-375W/MG100/240-BW

　　10.4.2支架型号/架ZZ4400/15/32

　　10.4.3刮板输送机型号/台SGZ630/220

　　11矿井主要设备—

　　11.1主井提升设备（带式输送机）型号/台B=0.8m，Q=240t/h，N=200kW带式输送机/1

　　11.2副井提升设备型号/台2JK-2.0/20

　　11.3通风设备型号/台FBCDZ-10-№28B(C)型/2

　　11.4主排水设备型号/台MD85-67×4型多级离心泵/3

　　11.5压风设备型号/台BLT-150A型螺杆式压缩机/5

　　12地面运输——

　　12.1准轨铁路总长度m

　　12.1.1其中：专用线长度m

　　12.1.2站线长度m

　　13建设用地——

　　13.1用地总面积hm27.7

　　13.1.1其中：工业场地hm26.12

　　13.1.3矿井矸石堆放场地hm21.

　　13.1.3地面爆破材料库hm20.65

　　14增地面建筑——

　　14.1工业建筑物与构筑物总体积m338467.03

　　14.2工业建筑物与构筑物总面积m23061.74

　　15人员配置——

　　15.1在籍员工总人数人593

　　15.1.1其中：生产员工389

　　15.1.2原煤人员305

　　15.2原煤生产率t/工7.0

　　16项目投资——

　　16.1建设项目总资金万元41117.31

　　16.1.1其中：井巷工程万元6900.90

　　16.1.2地面建筑工程万元3320.48

　　16.1.3设备及工器具购置万元12569.91

　　16.1.4安装工程万元4020.56

　　16.1.5其他费用万元8930.85

　　16.1.6基本预备费万元2429.05

　　16.1.7建设期贷款利息万元1552.62

　　16.1.8铺地流动资金万元1392.94

　　16.2吨煤投资（16/6.1）元/t411.38

　　17原煤成本与售价—

　　17.1原煤生产成本元/t234.39

　　17.2原煤平均售价元/t400

　　18项目建设期—

　　18.1建设工期月21

　　18.2项目投产至达产的时间a当年

　　19财务评价主要指标——

　　19.1财务内部收益率%21.78税后

　　19.2财务净现值（ic）万元33092.79税后

　　19.3投资回收期a5.85税后

　　19.4投资利润率%18.64

　　19.5投资利税率%31.04

　　19.6盈亏平衡点（%）%56.95

　　目录

　　前言1

　　第一章井田自然概况及兼并重组整合前各矿现状6

　　第一节井田自然概况6

　　第二节兼并重组前各矿现状7

　　第二章兼并重组整合的条件12

　　第一节资源条件12

　　第二节外部条件35

　　第三节兼并重组整合条件综合评述36

　　第三章井田开拓38

　　第一节井田境界及储量38

　　第二节矿井设计生产能力及服务年限44

　　第三节井田开拓45

　　第四节井筒51

　　第五节井底车场及硐室52

　　第四章大巷运输及设备55

　　第一节运输方式的选择55

　　第二节矿车57

　　第三节运输设备选型58

　　第五章采区布置及装备68

　　第一节采煤方法68

　　第二节采区布置84

　　第三节巷道掘进88

　　第六章通风和安全92

　　第一节概况92

　　第二节矿井通风95

　　第三节灾害预防及安全装备104

　　第七章提升、通风、排水和压缩空气设备124

　　第一节提升设备124

　　第二节通风设备136

　　第三节排水设备137

　　第四节压风设备137

　　第八章地面生产系统137

　　第一节煤质及其用途137

　　第二节煤的加工137

　　第三节生产系统137

　　第四节辅助设施137

　　第九章地面运输137

　　第一节概况137

　　第二节场外公路137

　　第十章总平面布置及防洪排涝137

　　第一节概况137

　　第二节总平面布置137

　　第三节竖向设计及场内排水137

　　第四节场内运输137

　　第五节其它场地布置137

　　第六节管线综合布置137

　　第七节场地绿化137

　　第八节防洪排涝137

　　第十一章电气137

　　第一节供电电源137

　　第二节电力负荷137

　　第三节送变电137

　　第四节地面供配电137

　　第五节井下供配电137

　　第六节监控及计算机管理137

　　第七节矿井通信系统137

　　第十二章地面建筑137

　　第一节设计原始资料和建筑材料137

　　第二节工业建筑物与构筑物137

　　第三节行政、生活福利建筑137

　　第十三章给排水137

　　第一节给水137

　　第二节排水137

　　第三节室内给排水137

　　第四节消防及洒水137

　　第十四章采暖、通风及供热137

　　第一节采暖与通风137

　　第二节井筒防冻137

　　第三节锅炉房设备137

　　第四节室外热力管网137

　　第十五章劳动安全卫生与消防137

　　第一节危害因素和危害程度137

　　第二节安全卫生措施137

　　第三节地面建筑防火措施137

　　第十六章环境保护137

　　第一节概述137

　　第二节环境保护与水土保持执行标准137

　　第三节项目建设和生产对环境影响137

　　第四节环境保护与水土保持措施137

　　第五节机构设置及环境保护投资137

　　第六节环境影响评价137

　　第十七章节能与节水137

　　第一节节电137

　　第二节节水137

　　第三节采暖供热及空调制冷系统节能137

　　第四节主要机械设备节能137

　　第五节地面生产系统节能137

　　第六节建筑节能137

　　第十八章项目实施计划137

　　第一节兼并重组整合项目工期137

　　第二节产量递增计划137

　　第十九章技术经济137

　　第一节劳动定员及劳动生产率137

　　第二节建设项目资金概算137

　　第三节生产成本137

　　第四节技术经济分析及评价137

　　第五节矿井设计主要技术经济指标137

　　附录：

　　一、委托书。

　　二、承诺书。

　　三、采矿许可证。

　　四、（晋）名称预核内【2009】第008451号文“企业名称预先核准通知书”

　　五、2009年12月9日，山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组晋煤重组办发【2009】118号文《关于长治市山西汾西正新煤焦有限公司贾郭煤矿等3处煤矿企业兼并重组整合方案的批复》。

　　六、2010年7月28日，山西省煤炭工业厅以晋煤规发【2010】722号文《关于山西金晖隆泰煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告的批复》。

　　七、采空区积水、积气、火区调查报告。

　　八、2007年9月18日，山西省长治市煤炭工业局长煤局规发【2007】596号文《关于沁源万峰铁水煤矿有限公司资源整合初步设计的批复》。

　　九、2008年5月10日，山西省长治市煤炭工业局长煤局规发【2008】208号文《关于沁源万峰铁水煤矿有限公司资源整合矿井开工建设的批复》。

　　十、供电协议

　　十一、救护协议

　　十二、购地协议

　　十三、2010年8月11日，山西省煤炭工业厅以晋煤瓦发【2010】784号文《关于山西金晖隆泰煤业有限公司矿井瓦斯涌出量预测的批复》。

　　十四、瓦斯鉴定批复

　　十五、煤层煤质、煤尘爆炸性和自燃发火倾向性检验报告。

　　附件：

　　一、机电设备目录

　　二、概算书

　　附图目录