煤炭技术改造项目可行性研究报告

1、未定义书签。 未定义书签。未定义书签。未定义书签。未定义书签。未定义书签。未定义书签。未定义书签。 未定义书签。未定义书签。未定义书签。未定义书签。未定义书签。未定义书签。未定义书签。未定义书签。未定义书签。未定义书签。未定义书签。未定义书签。未定义书签。未定义书签。 未定义书签。未定义书签。第一章 总论错误!第一节企业概况 错误!第二节项目概况错误!第三节 可行性研究报告编制的依据和范围 错误!第四节 可行性研究的主要结论与建议 错误!第二章 项目所在地概况及建设条件 错误!第一节 项目所在地概况 错误!第二节建设条件错误!第三章 项目背景和投资意义 错误!第一节项目背景错误!第二节 项目建

2、设意义 错误!第四章 市场需求分析 错误!第五章工艺技术方案和设备方案错误!第一节工艺技术方案 错误!第二节主要设备 错误!第六章主要原材料及消耗错误!第一节主要原辅材料 错误!第二节主要公用工程消耗 错误!第七章 工程建设方案错误!第一节总体布局 错误!第二节建筑工程 错误!第三节公用工程错误!第八章环境保护、安全和节能错误!第一节 环境保护 错误!未定义书签。未定义书签。未定义书签。未定义书签。未定义书签。未定义书签。未定义书签。未定义书签。未定义书签。未定义书签。未定义书签。未定义书签。未定义书签。未定义书签。未定义书签。未定义书签。未定义书签。未定义书签。第二节安全错误!第三节节能错误

3、!第九章组织机构与劳动定员错误!第一节组织机构 错误!第二节人力资源配置 错误!第十章 项目实施计划 错误!第一节项目实施进度 错误!第二节工程招标 错误!第十一章投资估算和融资方案错误!第一节投资估算 错误!第二节融资方案 错误!第十二章财务分析错误!第一节编制原则 错误!第二节财务基础数据 错误!第三节财务分析错误!第四节财务评价结论 错误!第十三章风险分析错误!第十三章社会评价错误!- -一、项目名称、项目承担单位（一）、项目名称：XXXXX）煤炭有限责任公司七号平峒采煤方法改造（二八项目承担单位：XXXXXX煤炭有限责任公司二、项目工作范围及起止时间（一）、项目工作范围完成一个综采放顶

4、煤工作面的井巷工程布置和综采放顶煤工作 面的设备布置与安装。（二八项目起止时间：项目从2005年10月1日开始实施，预计于 2006年9月30日 竣工。三、项目立项依据，以往工作分析（一八项目立项依据：1、原自自治区有关部门批准的 XXXX县XX煤矿七号平峒生产 地质报告（精查）、XXXX县XX煤矿七号井扩建工程初步设计：2 、自治区经济贸易委员会 XX投函2002304号“关于XX市XX煤炭有限公司七号平硐技术改造项目可行性研究报告（代项目建议书）的批复”：3 、自治区煤炭工业管理局新煤规发 2002212号“关于XXXX 煤炭有限责任公司七号平峒技术改造立项的批复”；4、煤炭工业矿井设计规

5、范、煤矿安全规程2001煤矿 救护规程；5、国家其它现行有关煤炭工业建议的技术，经济政策和法律法规；6、 中华人民共和国财政部关于组织申报2005年度矿产资源 保护项目经费及矿产资源补偿费征收部门补助经费的通知7、XX维吾尔自治区财政厅，XX维吾尔自治区国土资源厅“关 于转发关于组织申报2005年度矿产资源保护项目经费及矿产资源 补偿费征收部门补助经费的通知的通知”（二八以往工作分析七号平硐1986年投产，设计生产能力15万t /a,平硐开拓， 1992年进行了年产30万t /a规模的扩建工程，矿井现生产规模为 3O万t/a。经自治区煤炭工业管理局以及自治区经贸委批准，矿井 目前正在进行45万

6、t/a的技术改造。七号平硐建成投产后，一直在煤层厚度为14米左右的A5煤层开采，采煤方法为滑移顶梁放顶煤采煤法和巷柱高落式采煤法。喇 嘛庙河以西的A5煤层即将回采结束。现将进入 A3煤层开采，A3煤 层厚度只有67米，顶板极易垮落，如在用巷柱高落式采煤法回 米，米区回米率只能达到 20%左右，且不利于安全生产，有必要进行 矿井的采煤方法技术改造工作。四、项目类型：该项目为新开项目，但主要井巷工程和部分设备均使用原有工程 和设备。本次只需布置一个回采工作面和购置安装综采放顶煤支架、 前后部刮板输送机，采煤机、转载机、顺槽皮带运输机等设备。五、项目实施意义、目标和任务（一）、项目实施意义七号平峒原

7、用巷柱高落式采煤方法采区回采率仅为30%左右，且存在采空区（老塘）通风、空顶作业等诸多的安全隐患，既浪费资 源又不利于安全生产。采煤方法改革后，不仅可以提高采区回采率， 而且还可以改善安全生产条件。因此，实施该项目的意义十分重大。（二八项目实施的目标和任务1、采区回采率由目前的 30%提高到75%2、矿井生产能力由目前的 30万吨/ a，提高到60万吨/ a。3、全员工效由1.9吨/工日提高到6吨/工日。4、改善安全生产条件实现安全生产。六、技术路线、方法、工作标准和实施方案。（一）井田概况及地质特征第一节井田概况交通位置：XXXXXX煤炭有限责任公司七号平峒位位于XX市西南 58Km处，地理

8、坐标：东经 84 2029-84 2225；北纬 44 833-44 958。矿区北距乌伊公路 28Km有柏油公路直达矿 区，交通方便。地形地貌：XX矿区位于天山北麓低山丘陵地带.整个矿区呈南 高北低、西高东低的地形地貌景观，井田位于矿区中部，地形以低 山丘陵为主，海拔高程 1400m以上，相对高差10 0 m左右。河流：矿区东部有 XX河，河谷宽达10 0 m,水面宽达10 15 m 78月流量最大，流量为2 7. 2 2 9 . 3 m3/s,34月为枯水期，流量为 2.24-2.27m3/s,年平均流量9.14m3/s，历年最大 流量487m3/s .最小流量0.35m3/s .年径流量

9、2.89亿m3井田中部 有喇嘛庙河穿过井田，流量仅为0.08-0.13m3/s，是矿区附近居民用 水的主要来源。此外，在矿区中部，南北大沟尚有泉水汇集的东西 向小溪，流量 0.006-0.025m3/s。气象及地震情况：矿区属大陆性气候，冬季寒冷，夏季炎热。6 8月气温最高.最高极端气温达39 5C.12月至次年2月气温最低.最 低极端气温为33 5Co日温差最大可达30T2,平均13C。雨季为6 8月，常伴有暴雨夹冰雹，年平均降水量为 245 6m达426 2ml，年 平均蒸发量为1836 5mm结冻期为每年11月中旬至翌年3月，最大 冻土深度约1 5m,平均积雪厚度500mm 4月份开始解

10、冻。矿区处于博洛地震带上，据XX地震局资料，1930年0年的60年间矿区及相领矿区共发生大于NSI 7级以上的中强震12欢，其中大于NS6级以上5次+NS7级以上地震1次，震中位置距矿区不超过 75km，属地震多发区。根据中国地震动参数区划网 (GBI8306-2001)，该区地震动峰值加速度为 0.2g，地震动反应谱特 征周期为0.4s。对应的地震基本烈度为哑度区内工业以煤矿为主，年总产煤量30余万吨，矿医东部 XX河上游建有XX水电站和火力发电厂，是 XX市主要电力基地，总装机 容量1.26万千瓦.矿区南部高山地带有茂密的原始森林，以红松、 云杉为主，是良好的建筑及坑木用材。矿区粮、油、蔬

11、菜主要靠XX市供应。矿区内矿井：七号平峒：1986年投产，年产15万吨，平峒开拓，现开采 A3煤层，开采水平为1434-1542m,矿井采煤方法当前采用品字形巷柱式采煤法和滑移顶粱放顶煤采煤法。五号平峒：1976年投产，平峒开拓，现开采 A5、A3煤层，开采 水平1542m以上，采煤方法采用品字形巷柱式采煤法。一号斜井：位于七号平峒井田范圈内，1965年投产，斜井开拓， 年产3万t .开采水平1430-1477m, 1976年因采空区与地表塌通， 漏风产重，采空区煤炭自燃发火无法控制面停产，现地下潜流将井 巷淹没.水从斜井口流出。夹皮沟一号平峒位于七号平峒井田西侧，1965年建井，主要开采A3

12、 A5煤层，采空区煤炭自燃发火引起瓦斯爆炸，于1984年停 产。对七号平峒技术改造没有影响。三号井：1964年建井，平峒开拓.开采矿区向斜北翼B组煤，对七号平峒技术改造没有影响。水源：矿井供水水源取自七号平峒西南约2 4km的喇嘛庙河河床内，取水方式为巷道取水结台截水坝。电源：煤矿的工作电源取自距煤矿7.8km处的红山火电厂，火电厂装机容量2X 3000kW，升压站主变压器为 2X 4000kVA，电压 6.3kV，该火电厂通过 XX电网与XX主网联网。煤矿的备用电源取 自相距7.2km处的一级水电站，装机容量为 2X 3000kW，该水电站 与红山火电厂联网并通过 XX电网与XX主网联网。第

13、二节地质特征一、地质构造XX 煤矿位于天山摺皱带北缘西段的山前拗陷地带，矿区主体构 造为XX向斜，向斜南翼平缓，有波状起伏现象，倾角5 -20。，北翼陡立，倾角50 -60 ,主体构造西南部和东北部有次一级短轴背、 向斜及鼻状构造.矿区断层有 F1, F2, F3, F4。井田位于XX向斜南 翼中偏西部位位，呈北东向倾斜的单斜构造，无较大起伏和断裂， 产状变化不大，在刈线至V线之间，地层倾角变陡55 -38 ，为夹皮沟箱状构造南翼，此构造向东逐渐消失。井田所见地层有下侏罗统八道弯组J1b、三工河组J1s、中侏罗统西山窑组J2x、头屯河组J2t地层，现由老到新叙述如下：下侏罗统八道弯组J1b本组

14、地层主要分布在 XX向斜两翼，是井田主要含煤组段，为一套河流相、河漫相、湖沼相以及泥炭沼泽相沉积。下部以细砾岩、砂岩为主，夹粉砂岩、泥岩、炭质泥岩及薄煤层，上部以细碎屑岩 为主，即粉砂岩、粉砂质泥岩夹薄层砾岩、炭质泥岩及煤层，为八 道湾组主要含煤段，共含煤11层，地层厚239 274米，与下伏地 层整合接触。2 、下侏罗统三工河组J1s本组地层主要出露在向斜两翼及西南部小背斜轴部，为一套深水湖相为主的细碎屑岩沉积，岩相稳定，岩性单一，颜色分明，是 上覆西山窑组与下伏八道湾组明显的分组标志，总厚87.6 一 264.34米，根据岩性组合特征分为上下两个岩性段，下段为灰黑色泥质粉 砂岩夹泥岩、灰黑

15、色粉砂质泥岩互层，间夹薄层菱铁矿，与下伏地 层整合接触，上段为黄绿色、灰黑色砂质泥岩与泥质粉砂岩互层，局部夹砂砾岩，炭质泥岩及煤线，地层厚约6O米，与下段连续沉积。3、中侏罗统西山窑J2x该组主要分布在向斜轴部两侧。由粉砂岩.砂质泥岩夹砂岩、砾岩、炭质泥岩及煤层组成，以中上部一层砂砾岩或细砂岩，将本 组为分上含煤段和下不含煤段。下不含煤段主要由黄绿色、灰绿色 的泥质粉砂岩、粉砂质泥岩夹细砂岩，中一粗砂岩薄层组成的浅湖 相一河流相沉积，在向斜南翼上部夹 23层不稳定劣质煤，地层厚67. 10 88. 02米，向斜北翼地层中砂体层数增多，厚度增大；不 含煤层，地层厚60-90米，与下伏层整合接触。

16、上含煤段为西山窑 组主要含煤段，向斜南翼岩性以灰白色泥岩以及薄层菱铁矿、炭质 泥岩和煤层组成。低部以砂岩体较厚、层数较多为特征，含煤612层(B1-B6)，地层厚度82.85-139.05 米，向斜北翼由两个不明显的 沉积旋回组成，岩性以砾岩、砂砾岩夹粉砂岩、砂质泥岩，含煤12层，地层厚99. 6104.5米。与不含煤段连续沉积。4 、中侏罗统头屯河组J2t该组分布于向斜核部，其岩性、岩相与区域地层一致，据上下岩石色调和粗细的不同分为上下两段。下段以粗碎屑岩为主、为灰 黄色砂岩、砾岩夹泥质粉砂岩及菱铁矿。向斜南翼厚149.60-190.46米；北翼厚112米左右，与下伏地层整合接触；上段以细碎

17、屑岩为 主，灰绿、黄绿、紫色泥质砂岩及灰色泥岩夹砾岩，含砂砾岩夹煤 线。底部为黄色粉砂岩夹粗砂岩、砾岩，向斜南翼厚102295米，北翼厚80余米，与下段连续沉积。.二、井田构造七号平峒井田位于 XX市XX向斜南翼中偏西部位，含煤地层走向沿南东一北西方向展布，主要为北东向倾斜的单斜构造，井田范围 内构造简单，无较大起伏和断裂。沿走向和倾向产状变化不大，倾 角8 -11。左右，均属缓倾斜范畴。三、水文地质井田内共有5个含水段与1个隔水段，叙述如下：l、八道湾组含水段（I含水段）以砾、砂质岩层为卡，成层较好，孔隙、裂膝较发育，总厚239-252m，其中含水屋厚 20.33110.69m水头高度 4.

18、2922.31m，孔口最大流量0.1999L/s,单位涌水量0.00150.0092L/s m，渗透系数 0.00520.033m/d，为弱富水段， 该含水段接近地表部分风化裂隙较发育，强风化带厚约 30m,分布 在喇嘛庙的砂砾岩下，泉流量达1.357.43L/s,为中等富水含水层， 含水层下部底界有较厚的泥质粉砂岩及泥岩层，隔离了下覆三叠系 含水层.构成了良好的承压水储备条件。2、 二上河组泥岩、柑砂岩层隔水层 （11隔水段）隔水层厚88 256m，富水性差，单位涌水量仅为0.00271L/s m.基本隔绝了垂直 入渗水向八道湾组水段的补给。3、西山窑组孔隙、裂隙层间承压含水岩组（III含水

19、组）:主要分 布于向斜南翼，由砾岩、怩质粉砂岩央砾岩、煤组成水位埋深1.4622.86m，单位涌水量 0.00067 一 0. 00852L/sm,渗透系数 0. 00160. 0276m/ d,属富水极不均匀的弱含水层。4、 斜核部，由砂岩、砾岩构成，水位埋深18.33-24.14m,钻 孔单位涌水量 0.00880.0146L/s m，渗透系数 0. 0010-0 .0436m/ d,为富水性不均的弱富水含水层。5、烧变岩孔隙、裂隙含水岩组（V含水组）：以A5 , A3煤层浅部烧变岩为主，西部烧变岩含水组同喇嘛庙河冲积含水层相瓦叠置， 构成统一的含水体系，含水层厚24. 86m，水位埋深1

20、3. 81m，钻孔单位涌水量0 .71 361 .0622L/s m,落透系数3 .7742m/d,是矿 区强富水的含水层。6、 第四系喇嘛借河冲积层孔隙潜水岩组（VI含水带）；由漂砾、 砾砂层组成，层厚 9. 9430. 04m，水位埋深9. 5116. 43m,单位涌 水量 0. 00640 .137L/s m,渗透系数 0. 02220 .2048m/d。7、一号斜井，已停采多年，地下水早已由天然流转变为人工流 场，其转换过程：地表水一冲洪积层孔隙潜水一一风化裂隙或烧变 岩潜水一八道湾组含水的层间孔隙、裂隙水一矿井水。其总补给源 来自喇嘛庙河的地表水。五号井排水量变化与降水关系密切，其丰

21、水期在8月份，较降水期滞后12个月。枯水期在5月，较降水期滞后6个月。表现出 短期集中补给，长期缓慢消耗的特点，由于采煤塌陷区在喇嘛庙冲 积层中，形成充水“天窗”，因此存在洪水灌人淹井的潜在威胁。五 号井属水文地质条件中等的裂隙水直接进水型矿井。由于五号井的截流作用，七号平硐排水量较小，动态升降幅度 小，但西采区必须留设保护煤柱，以防止井巷与V、W含水段强风化带沟通，引起突水事故。七号平硐为水文地质条件简单的裂隙水 间接进水型矿井。七号平硐水对混凝土无侵蚀性，五号平硐水对混凝土有结品性侵蚀。经计算七号平硐一采区涌水量为107.67m3 / d,最大涌水量170.4 m/d:二采区正常涌水量约

22、96.16 m/d最大涌水量131.50 mi /d:三采区正常水量为 428.22 m3/d,最大涌水量632.87 m3/d（二八 煤层、煤质开采技术条件第一节煤层及煤质、煤层井田内共含煤11层，总厚12 .57 31.41m,平均21.99m,其 中可采和局部可采 6层，自下而上编号为 A3、A3、A4、A4、A4 A5, 可采总厚 9.58 29.33m，平均 19.45m。主要可采煤层2层为A3、A5oA3煤层厚度为0 .8517.4m，平均11. 00m，倾角529。A5 煤层厚度为3.9915.40m，平均6.11m，倾角6 24。井田西部煤层较厚，东部煤层较薄.浅部煤层多且厚，

23、深部煤 层少而薄。、煤质A3 煤层：黑一灰黑色，条痕为深棕黑色，具玻璃及油脂光泽， 比重小，致密，脆度大，硬度小，断口具贝壳状，节理发育。煤岩 组以亮煤为主.夹暗煤条带，属、半亮型煤。煤质牌号为41#长焰煤。 A5煤层：黑色，条痕为黑一一褐色，条带状结构，大部分为油脂光 泽，少部分为玻璃光泽，断口多平坦状，次为贝壳状，少数为参差 状，节理不发育，比重中等，煤质较致密.坚硬。煤岩组以亮煤为 主，夹少量暗煤段丝炭条带.属半亮型煤。两煤层炭元素含量一般 为75%76%,氢元素含量一般为5%6%,含最稳定，水分与挥 发分值较高，灰分中等，胶质层厚度为零.发热量一般在29.3MJ / kg以上。其中挥发

24、分值一般在 45%50%，全硫含量 0.24 % 0.29%, A5煤层磷含量0.07 %，灰分12%16%.煤层属中灰一低 灰、特低硫，中磷 特低磷的 41#长焰煤。第二节开采技术条件一、煤层顶底板A3煤层：顶板为泥质粉砂岩、砂砾岩，根据实际开采状况观测分析，该 煤层顶板破碎，较不稳定。底板为泥质粉砂岩、粉砂岩、细砂岩。A5煤层：顶板为泥质粉砂岩、砂岩，较为稳定。底板为泥质粉砂岩、砂岩。二、瓦斯矿井属低沼气矿井，据现有生产矿井资料，开米井田深部及井 田西翼A5煤层时，鉴定瓦斯相对涌出量 3.19m3/1 , A3煤层鉴定瓦 斯相对涌出量6.17m3/1.三、煤尘A3煤层煤尘爆炸性指数 61.

25、7%, A5煤层煤尘爆炸性指数60.47%, 各煤层均具有爆炸性。四、煤的自然各煤层均有自燃倾向.自燃发火期37个月.煤尘有爆炸性。井下地温不高，无地温异常现象第三节储量根据XX地矿局地质九大队提交的矿井生产地质报告（精查）,XX煤矿七号井设计利用储量 3867.4万t，由于回采率较低（但为45%）, 资源浪费十分严重至目前为止，已开采范围的储量损失达1225.37万t .剩余地质储量为3052万t.（三）采煤方法第一节采煤方法的确定一、采煤方法的比较根据本矿井主要可采的 A3、A5煤层赋存条件和开采技术条件， 矿井生产能力，设计经多方案比较后推荐以下两种采煤方法进行技 术论证：悬移顶梁液压支

26、架放顶煤采煤法、轻型液压支架综合机械 化放顶煤采煤法。1 、悬移顶梁液压支架放顶煤采煤法首采工作面布置在现 A3煤层+1458m水平运输巷至A3煤层该运 输巷上部采空区之闻，工作面长度80m工作面支护采用 XDY -1TY型悬移顶梁液压支架，工作面开帮采 用煤电钻打服，爆破落煤，SGB42A30型刮板运输机运煤，工作面 后部放顶煤采用SGB一 620/140型乱板运输机运输，工作面上部铺 金属网。A3煤层首采工作面煤层厚度 7.5m，采用放顶煤一次采全高采煤 法。A5煤层厚度14m为提高回采率，采用先采顶分层 （2m），在顶 分层底板铺设金属网假顶，底分层一次采全高采煤法。工作面开帮进度 0.

27、65m,循环进度1.3m，一日一循环，循环率0 .8。采A5煤层时工作年生产能力 36.1万t o2 、液压支架综合机械化放顶煤采煤法工作面支护采用ZF4400 / 17 / 33型放顶煤液压支架，MG150/375一 W型双滚筒采煤机、前部SGZ-764/320刮板运输机运煤， 后部SGZ-764/400刮板运输机运煤，A3煤层首采工作面煤层厚度 7.5m,采用放顶煤一次采全高采煤法。工作面采煤机斜切进刀 0.6m,循环进度1.8m, 一0 1.5个循环，正规循环率 0.8.采A3煤层时工 作面年生产能力可达 60万t o上述两种采煤方法优缺点比较如下：1 、悬移顶梁液压支架放顶为煤采煤法优

28、点：、采区工作面设备投资低。、对工人技术水平要求较低。缺点：、工作面生产能力仅为综合机械化采煤工作面的约50%,井下需布置2个回采工作面同时回采才能满足矿井生产能力要求。、工作面工人打眼放炮、攉煤、移架等工作劳动强度较大。、煤层有自然发火危险，工作面推进度较慢，易造成采空区 发火。、两个工作面同时生产，工作面生产工人多。井巷工程量太，施工期长，矿井生产、通风等管理困难。、矿井生产吨煤成本较高。(7)工作面安全性较差。2、综合机械化放顶煤采煤法：优点：(1)、工作面生产能力高，矿井投产一个工作面即可满足矿井产量 要求。A3煤层为60万t /a，只布置一个回采工作面即能满足矿井 生产能力要求，并有

29、增产的能力。(2)、工作面采煤机进行采煤、装煤，液压支架可自行前移工 人劳动强度较低。、工作面推进速度快，可有效防止采空区发火。、矿井实现高产高效、集约化生产，吨煤成本低，一个工作面的生产、通风等管理较为简单、容易。、工作面工人在液压支架下进行操作，安全性好。缺点：、工作面设备投资高。、对工人的技术水平要求较高。通过国内10余年的煤矿生产实践证明，综合机械化放顶煤开采 技术是我国特厚煤层开采中可实现高产、高效，低耗和安全生产的 最有效技术途径，巳成为今后煤炭开采技术的发展方向。由于综合机械化放顶煤开采技术直接成本低(比高档普采可降低35%)，回采工效高(比高档普采可提高80%)，回采率高(采区

30、回 采率85%以上)，可有效预防顶板事故，经济、社会效益显著，是近 年来国内大中型矿井推广采用的主要采煤方法。综上比较，为提高XX地方国有煤矿的机械化开采水平，体现 矿井开采的高技术含量.建设高产高效的现代化地方国有煤矿，提 高矿井经济效益，设计推荐采用液压支架综合机械化放顶煤采煤法。第二节主要设备选型一、液压支架选型计算根据该矿井滑移顶粱液压支架放顶煤回采工作面压力测试，放 顶煤工作面在A5煤层中开采时工作面压力最大，液压支柱在工作面 正常开采时测定的平均压力为280KN最大压力为330KN支架控顶面积4.2 x 0.6m 2。则工作面支架压力为：F 平均=280X 4=1120(KN)工作

31、面支护强度为：P 平均=1120一 (4 2 X 0 6) =0.44 (Mpa工作面支架最大压力为：F 最大=330 X 4=1320 ( KN)工作面支护强度为P 最大=1320- (4 2 X0 .6)=0.52(MPa)设计以矿井原滑移顶梁液压支架放顶煤采煤工作面压力测试结 果，作为设计采煤工作面支架选型的依据。通过对不同放顶煤液压 支架比较.结合XX煤炭有限责任公司煤层地质条件，最终选择了重庆生产的ZF4400/17/33型放顶煤液压支架。支架技术参数如下:、架型：支撑掩护式低位方顶煤支架、支架高度：1.7 3.3m、支架宽度：1.43-1.6m、支架中心距：1.5m、初撑力：395

32、8KN、工作阻力：4400kN(P=35MPa)、支护强度：0.75MPa、对底板比压：(平均值)1.5MPa、泵站压力：31.5MPa、操纵方式：本架操纵、支架总重：16.2t二、工作面采煤运输设备工作面采用 ZF4400/17/33型基本架80架。前部刮板输送机为SGZ764/320型中双链刮板输送机，后部刮板 输送机为SGZ764/400型中双链刮板输送机。采煤机MG150/375-W型双滚筒采煤机皮带输送机型号：SSJ1000/2 X 75采用SZZ800/250型中双链刮板转载机及 PCM160型轮式破碎机。采用WRB200/31.5A型乳化液泵两台，并配备 RX200/16A型乳化

33、液箱 组成相应的乳化液泵站。第三节采区巷道布置及装备工作面位于+1434水平运输大巷以北，喇嘛庙河以西地段，综 采工作面走向长1200米，倾斜长120米，上、下顺槽及开切眼沿煤 层底板布置。上顺槽为轨道运输巷（铺设 18Kg/m钢轨），作进风巷道，采用 机器编夌形网树脂锚杆支护，矩形巷道，巷道宽 3.4米，高2.8米， 同时为主要设备运输巷道；巷道内设有供电、防尘，排水等管线； 移动变电站和乳化液泵站也设在此巷道内。下顺槽为皮带机运输巷，做工作面回风用，采用机器编夌形网 树脂锚杆支护，矩形巷道巷道宽3.4米，高2.8米；巷道内有供电、防尘，排水、信号等管线。开切眼斜长120.5米，采用锚网与液

34、压支架联合支护，巷道净高2.5米，净宽6米。=HillLI IjHkkstHiSCIOeifllDC 3IE33EI BIS 3afiSQCC19IIIBIIIIEHILiiiiMiMaiaiMiaateiaaiaai loimiiijisiiiiigiiiiiiiii jCtEM9eiJlB8eriCiaHQCC9KiLiijQiHirrrirEieLOiiiiQ QCIEICCIEUESEim3_o-IIlliIlli09aaauua- -工作面主要机电设备配备表序号设备器材名称型号及规格单位数量备注1液压支架ZF4400/17/33架802采煤机MG150/375-W台13乳化液泵站WR

35、B200/31.5A套1两泵相4乳化液管路高压乳化液管5可弯曲刮板输送机SGZ764/320台16可弯曲刮板输送机SGZ764/400台17可伸缩胶带输送机SSJ1000/2X 75台18单体液压支柱DZ31根80备用16根9金属铰接顶梁HDJA-1000根80备用16根10鄂式破碎机PCM160台111桥式转载机SZZ800/250台112回柱绞车JH2-14台213喷雾泵站PB- 200/63台114注水泵7BG- 4.5/130台115调度绞车JD-40台116煤矿安全钻机TXU-75A台117二、采区巷道装备采区材料下山铺设18Kg/m钢轨：材料下山绞车房配备 JM-28A 型调度绞车

36、，采区运输下山布置SD-800/2 X 40可伸缩带运输机。工作面回风顺槽铺设18Kg/m钢轨，乳化液泵站、喷雾泵站、移 动变电站等布置在该顺槽中。工作面运输顺槽布置 SSJ1000/2X 75可伸缩带运输机。工作面开切眼布置液压支架、采煤机、可弯曲刮板输送机等。工作面下端与运输顺槽连接部分布置破碎机、桥式转载机。第四节采区生产及安全系统一、运煤系统、工作面煤一一工作面前部刮板运输机一一（工作面端头）桥式转载机一一破碎机（运输输顺槽）胶带运输机一一（采区运输下山）运胶带运输机煤仓（装车后由+1434m水平运输大巷、平硐运出）。二、运料系统由+1434m水平运输大巷运来的材料一一 米区材料下山一

37、工作面材料顺槽一一回采工作面。三，通风系统采区主要通风系统：由+1434m水平运输大巷来的新鲜风一一材料下山一一工作面材料顺槽一一回采工作面一一工作面运输顺槽 一一采区皮带机下山一一回风立井一一地面。四、消防洒水系统采区消防洒水系统接自立风井至井下原消防洒水管路系统。消防洒水管路：自回风石门一一材料上山一一工作面材料顺槽 一一回采工作面五、黄泥灌浆系统采区黄泥灌浆系统接自立风井至井下原黄泥灌浆系统。黄泥灌浆管路：自风井一一材料上山一一工作面材料顺槽一一 回采工作面。第五节回采工艺一、工作面煤层平均厚度7.5米，采煤高度2.5米，放煤高度5 米，采放比（2.5）/（ 5）= 1 : 2二、用割四

38、放一，即放顶煤步距为 2.4米。三、采煤工艺过程（1）、工艺过程为：割煤移架推前溜拉后溜 割煤移架推前溜拉后溜割煤移架推前溜 拉后溜割煤移架推前溜放松动炮放顶煤 拉后溜。（2）、采煤工艺过程中的各个分项工作标准和方法如下：1、割煤：采煤机以前部溜子为导向在其上行走，牵引为齿轨无链牵引方式。机组电缆和喷雾水管一起布置在前部溜子的电缆槽内，由机组 拖拉移动。正常割煤时，机组前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，往返一次割 一刀煤，从端头缺口开始割煤，每刀载深0.6米。进刀采用端头自行斜切进刀开缺口， 斜切长度为25-30米。（不 包括机身）割煤要求：割煤时必须保证顶底板平整，煤壁齐直，不得出现 破底或留伞檐

39、现象。工作面采高2.5米，在过地质构造变化带，或工作面来压有架前垮落现象时，采高适当控制在2.5米以下。2、移架：本工作面移架采用追机作业，分段移架，移架工作滞 后采煤机后滚筒的距离不超过十架但不得少于3架距离，移架步距0 . 6 米。为了操作方便和便于记忆，操纵阀组中，每片阀都带有动作标 记，要严格按标记操作，不得误操作，操作工必须了解支架各元件 的性能和作用，熟练准确地按操作规程进行各种操作，支架操作应 作到：“快、够、正、均、平、紧、严、净”八字要求。“快”一移架速度快；“够”一推移步距够；“正”一操作正确无误；“均”一平 稳操作；“平”一推溜移架要确保三直两平；“紧”一及时支护紧跟采煤

40、机；“严”一接顶挡矸严实；“净”一架前架内浮煤碎矸及时清 除。移架时要做到少降快移，降架量以能够移动支架为标准。移架后，必须保证支架齐直，歪斜误差土 50mm以内，支架中心距误差土 100 mm以内。支架顶梁要与顶板平行，最大仰角小于7相邻支架错差高度不得超过侧护板最大宽度的2/3，并确保达到初撑力31MPa梁端距不超过要求。3、推前溜采用单向推溜，其弯曲段长度不得小于15m推移步距0.6m。推移时必须采用依次顺序进行，严禁相向推移，推溜时可在输送机 运转时推移，机头、机尾推移时必须停机。溜子必须保证平、直、 稳，机头与转载机搭接适中，机头前沿距转载机溜槽的中心线不得 大于或小于0.3m，搭接

41、高度不小于0.4m。4、拉后溜拉后溜可与推前溜一起顺序进行。但机组割第四刀后，拉后溜工作应在放完顶煤后进行，拉移步距0.6m。要求与推前溜要求相同。5、放煤采用双轮顺序放煤方式，放煤时由两人或三人同时打开两个或 一个放煤口从工作面下端头向上端头放煤，根据顶煤厚度每架放出 约一半即关门，放完一遍后，再放一遍，放尽为止。放煤时放煤工要注意观察煤的流动情况，以防大块煤堵住输送 机而将机压死，拉坏管路。煤放到顶板矸石出现时关门，在保证煤 质的前提下，尽量提高回采率。6、顶煤松动炮顶煤松动炮眼从工作端头开始，在相邻支架前梁与顶梁铰接处 斜向老塘70-75 方向打眼，一架一眼，一直到另一端头。全工作 面共

42、布置81个炮眼，每割四刀煤后打一排炮眼。即炮眼间距为1.5m, 排距为2.4m，如煤层结构差，破碎视情况可适当增大炮眼间距，减 少炮眼装药量，初次放顶前每 510架梁打一探眼探清煤层厚度。 放顶炮眼深度应根据探眼探出顶板煤层厚度而定，炮眼深度应距煤层顶板有1米左右间距，以防炮眼过深把顶板破坏，放煤时影响煤 质7、移输送机及破碎机移完后溜机头后，用千斤或绞车拖动输送机和破碎机前移。移机前必须仔细检查机身周围的支护，悬挂的电缆，水管等确 保无档挂，机身下无浮煤后，在机尾处设专人监护拉移，移到位后 所移机械必须保证平、正、稳、直与皮带机尾搭接适当。&收皮带（1）把转载机头用液压支柱或吊葫芦拉力器吊起

43、。吊起高度：以皮带机尾能顺利回收为准。（2）松掉皮带吊挂挂钩，钢丝绳及皮带，在皮带机尾挂好牵引 皮带和机尾回收的钢丝绳。（如用落地式皮带应拆掉皮带支承架）（3）以上工作准备好后在班长的统一指挥下，开始按计划回收皮带机机尾。回收机尾时绞车司机要听清信号，掌握好回收皮带时 绞车的负荷情况，如负荷过大，必须停车。查明原因及时处理，处 理好后方可重新启动绞车牵引皮带机尾前移。严禁拉坏机尾，防止 拉断钢丝绳伤人等意外事故发生。回收的皮带（刮板机槽），必须及时运出。收缩完的皮带，必须 正常调试，无跑偏。9、移串车利用材料顺槽内安设的绞车，把串车向前牵引 3050米（行 车牵引距离根据行车上吊挂电缆与前部溜

44、机尾距离而定）拉移前将设备接地极及时拔出，用硬连接将各串车接好，认真 检查串车行车通过地段，有无障碍物确保行车，串车在前移过程中 能顺利通过。串车拉到位后，把串车停稳，并用链条把串车连在轨道上绑牢， 用枕木把串车挡好，以防串车飞车，及时装好接地极及各种管路。第六节顶板管理及支护、初次放顶一、顶板管理A3 煤层顶板为泥质粉砂岩，根据实际开采过程中观测分析，该 煤层顶板破碎、较不稳定，容易垮落。煤层顶板为泥质粉砂岩较易 垮落。工作面顶板管理采取全部垮落法。二、工作面支护采煤工作面采用液压支架支护，工作面共配备80架液压支架，支架间距为1.5m。工作面端头采用单体液压支柱配台金属铰接顶梁 支护，铰接

45、顶梁规格同现工作面端头用顶粱相同，长1 6m。运输和材料顺槽均超前工作面20m加强支护。三、初次放顶自开切眼将采煤工作面安装完毕进行正式回采前，进行初次放 顶。初次放顶后工作面按循环图表实施正规循环作业。第七节作业形式及劳动组织工作面采用“两采一准”的循环作业方式，一日两个循环劳动组织采用“三.八”制作业。（四）通风及安全技术措施本矿井为低瓦斯矿井，煤尘具有爆炸性，煤层有自然发火倾向， 发火期一般为37个月。第一节采区通风1、风量计算：（1）、按瓦斯涌出量计算：Q=100qk式中：q-瓦斯绝对涌出量：q取0.94 m3/min k-备用系数1.2-1.6 ，取1.4计算 Q= 131.6m3/

46、min（2）、按工作面温度计算：Q=60VSK =式中：V-工作面风速，取 1.3m/sS-平均工作面断面取 8.3m2工作面调整系数取1.0计算 Q= 648m3/min、按工作面最多工作人数计算：Q=4N式中：N-为工作面最多人数计算 Q= 200 m3/min(4 )按炸药量计算：Q = 25A =563 m3/min式中：A工作面一次爆破最大炸药量 22.5kg计算 Q=563 m3/min(5)按风速进行验算Q =60 VSV-最小风速0.25m/s ； 最大风速4m/s通过以上计算，工作面风量定为700m3/mi n，可满足生产需求。第二节安全技术措施一、防火措施1、各个喷雾地点的

47、喷雾必须正常使用，下顺槽及工作面每周 必须冲洗一次，上顺槽每日冲洗一次。2、隔爆水袋经常检查，保证水袋完好及有足够的清洁水。3、经常对供水管路进行检查，保证水管无水、漏水、堵塞现 象，发现问题及时处理。4、工作面及回风顺槽中的工作人员必须配戴各体防尘口罩。5、工作面定期测尘并分析化验。6、 对采空区进行预防性灌浆（或喷撒阻化剂）。二、防止瓦斯及煤尘自然发火措施1、回采期间，瓦检员必须每班对工作面上下隅角，回风流， 工作面中部风流中的瓦斯及二氧化碳浓度进行检查，发现问题及时 处理并汇报调度室。2、生产班每班配备一名瓦检员，随身携带瓦检器，发现问题， 严格按煤矿安全规程中有关规定执行。3、初次来压

48、时，加强瓦斯监测和安全防护。4、正确使用好瓦检器和瓦斯自动监测断电报警仪。5、为防止工作面回风上、下隅角有害气体超限，在进风顺槽安 设一台2.5KW风机备用，没有特殊情况不得擅自将其撤除。6、稳定通风质量，正确使用好各项通风设施，工作面定期测 风，保证实际要求。7、回采期间，加强工作面浮煤清扫及上下端头煤炭回收工作减 少向采空区丢煤。8 采取快速推进的方式，杜绝采空区浮煤自燃。9、当工作面局部发生火灾时，采取干粉灾火器直接灾火的方法， 火势太大其他灭火方法无效时，在上下顺槽迅速建防火墙，封闭工 作面。三、防水灾措施1、应密切注意工作面集水及上下顺槽淋水量变化情况，发现 异常时及时加强抽排工作，

49、并报有关科室查明原因，以更采取相应 措施及时处理。2、潜水泵及排水管路定期检查，确保完好畅通。3、上下顺槽每天派专人抽水，确保巷道无积水。四、防尘措施1、综采工作面上下顺槽，各联络巷，人行道加强工作面煤尘管 理，定期冲洗清扫工作面巷设备上覆盖的煤层。2、采煤机，转载点装设防尘喷雾装置，采煤前配备齐全，采煤、 运输时能正常使用。3、进、回风巷装设全断面静化水幕防尘。4、防尘水管必须水源充足，压力达到要求，使各转载点喷雾点 雾化正常。5、割煤机割煤时，采煤机喷雾回风侧（下山侧）支架头喷雾必 须打开降尘。6、工作面及回风顺槽中的工作人员必须配戴各体防尘口罩。（五）电气本设计为矿井井下采煤方法改造，原

50、矿井地面变电所、扇风 机房及地面辅助设施配电均维持现状，本次设计仅涉及井下新增综 采工作面的配电。、井下负简及入井电缆选择：1 、井下负荷综采工作面负荷如下：设备装机总容量：934.5KW工作电机总容量：889.5KW 最大有功功率：534.3KW最大无功功率：546.84Kvar最大视在功率：764.5 KVA自然功率因数：0.69需要系数：0.62 、入井电缆选择井下工作面 6KV侧最大计算电流 158A，现有入井电缆 ZQD20-6000, 3X 35M就 其截面已不能满足需要，故本设计确定 保留原有入井电缆，为原有设备供电，新增设备最大计算电流73.4A,选ZRVV2 6000, 3X

51、 35MM电缆，该电缆由地面35/6KV变电所引至原井下变电所，全长 1900m路径同原有 入井电缆。二、采区变电所主接线及电气设备选择：本设计不再增设新的采区变电所，仍采用原普采变电所，主接线由原来的单母线不分段改为单母线分段，增设如下设备：BGP一 6矿用隔爆型高压真空配电装置 4台，KS7-200/6, 6/0.693KVA 200KVA矿用变压器一台，JJKB30-660检漏继电器1台，矿用隔爆自 动馈电开关DW8O- 200, 2台；QC83-80/660矿用隔爆磁力起动器2 台 QSS81 -40手动启动器 1 台；KDG-4/0.7 660 / 133V 4KVA 干 式变压器1

52、台。三、采区供电方式及主要电气设备综采工作面用电负荷大，距原普采变电所距离较远为保证供电质量，本设计确定采用 KBSGZX 1250/6、693KV 500KVA移动变电 站 1 台，KBSGZY-1000/6 0.69KV . 315KVA移动变电站 1 台。各配电点低压设备选择如下：馈电开关选用DWKB、DW80型；隔爆型磁力起动器连用 DQZBI型、QC83型。各用电点的环境监测，仍采用矿上原有的监测系统，实现风电 闭锁和瓦斯超限断电。在综采工作面增设瓦斯传感器、CO传感器各3套。井下电缆选择：入井主电缆选择 ZRVM6000 3 X 35M 阻燃型电力电缆，移动变电站电源线选用矿用监视

53、型屏蔽电缆 其余低压线均选用不同廷燃的矿用橡套电缆。四、接地接地系统仍采用原接地网不变，在各配电点设辅助接地板，并 通过电缆、接地芯线等与总线地网相连，由主体地段至最远处的接 地装置的接地电阻不得超过 2Q。手持式电气设备同接地网之间的 保护接地用的电缆芯线，电阻值不得超过1 Qo五、井下照明矿井井下原有照明网不变，新增材料上山道，运输上山皮带巷， 工作面输卷照职均采用 MBH1 127/PS, 127V、9W节能型隔爆光灯。六、通信及控制井上下通信仍采用原有系统。工作面通信及控制采用CK-1型采煤机通信、信号控制装置一套做为采煤机、刮板运输机、胶带输送机之间的控制、联络之用七、预期成果及效益

54、分析第一节劳动定员及劳动生产率该矿井原有生产能力为30万吨/ a,经技术改造后生产能力 达到60万吨/ a,矿井全员工效为 6吨/工，年工作日330天根据 该矿井的实际情况，计算劳动定员如下。见表：6-1 一 1。劳动定员表表：6-1 一 1序号人员类别出勤人数在藉系数在藉人数一班二班三班计-一一原煤生产工人100 :9171262 :P 333（一） 1井下工人7473632101.3273（二）地面工人26188521.1560二管理人员9 :1111 :1.0r 111原煤生产人员1099272273344三服务人员1275241.024四其它人员771.07合计128997730437

55、5第二节原煤生产成本估算依据煤炭工业部1997年9月颁发的矿井原煤设计成本计 算方法，按照成本费用要素法.并结合该矿井的实际情况估算矿井 达产后正常年份单位生产成本，其“无项目“及“有项目”单位生 产成本见表： 62 1, 表 6 22。无项目原煤生产单位成本估算表表：62 1序号项目名称单位成本（元 /t）固定成本可变成车%金额%金额一一一经营成本47.2128.2818.93（一）直接材料费14.67P 8.895.78 :1材料费9.39575.35434.042动力5.28673.54331.74（二）（三）直接工资14.46507.23507.23其他直接支出2.02501.0150

56、1.01（四）维修费1.171001.17（五）其它支出14.89679.98334.91二折旧费3.70100P 3.70三井巷工程基金2.501002.501四五六堆简费用3.001003.00摊销费0.26100:0.260.25财务费用0.360.11（一）流动资金利息0.36300.11700.25（二）生产期基建贷款 利息原煤成本合计57.0332.3524.68有项目原煤生产单位成本估算表表：622序号项目名称单位成本（元 /t）固定成本可变成本%金额%金额一一一经营成本37.2122.8714.34（一）直接材料费10.085.954.131材料费8.00574.56433.4

57、42动力2.08671.39330.69（二）直接工资10505.00505.00（三）其他直接支出1.40500.70500.70（四）维修费P 2.071002.07（五）其它支出113.66679.15334.51二折旧费5.741005.74三井巷工程基金2.501002.50 :四堆简费用P 3.001003.00 :五摊销费0.311000.31六财务费用0.260.080.18（一）流动资金利息r 0.26300.08700.18 :（二）生产期基建贷款利息原煤成本合计49.0229.0020.02第三节技术经济分析及评价一、投资估算（一）固定资产投资估算、“无项目”投资估算依据

58、该矿提供的财务报表来确定固定资产投资，其原有固定 资产为2773.03万元，其中井巷工程1232.80万元，设备安装工程 1407.73万元，土建工程 132.5万元。、“有项目”投资估算有项目固定资产投资为5699.74万元，其中井巷工程1768.53 万元，设备安装工程 3961.73万元，土建工程132.5万元，其他工 程和费用136.98万元。该矿井技改后新增固定资产投资估算，是依据煤炭工业各类 概算、估算指标进行编制计算的，其各种价格均调整到1999年，新增固定资产投资2926.71万元，其中井巷工程235.73万元，设备安 装工程2554万元，其它工程 136.98万元。固定资产投资估算构成见表：6-3-1 o（二）流动资金估算据国家新的财务制度及财务评价规定的流动资金估算计算法，分别按流动资产与流动负债逐项进行计算得出该矿井改造后达产年“有项目”流动资金总需要量为305万元。“无项目”流动资金为271万元。投资构成表衷：63 1单位：万元序号项目无项目增量有项目一井巷工程1232.80235.731768.53二土建工程132.50132.50三设备安装工程1407.7325543