某煤矿矿井技术改造工程可行性研究报告

1****县****联办煤矿矿井技术改造工程可行性研究报告********勘察设计院有限责任公司2 第一章技改项目情况 6第一节井田概况 6第二节矿井建设的外部条件 8第三节矿井建设的资源条件 第二章井田开拓 第一节井田境界及储量 第二节矿井设计生产能力及服务年限 第三节矿井开拓及开采 第四节井筒及主要巷道特征 第五节井下开采 第一节运输方式的选择 第二节矿车 第四章矿井通风与安全 第一节概况 第二节矿井通风 第三节灾害预防及安全装备 第五章通风、提升、排水、压风设备 第一节通风设备 第二节提升设备 第四节压风设备 第六章地面生产系统 3第一节地面生产系统与设施 第二节主井工业场地平面布置 第七章电气及通讯 第四节井下供电 第五节通信 第八章给排水 第一节概况及设计依据 第九章环境保护 第十一章技术经济分析及评价 第一节基本数据 第二节财务部分 第三节主要技术经济指标 42、****县****联办煤矿有限责任公司《采矿许可5、营业执照8、巴中市经济委员会文件，巴市经发[2006]102号《关于****县沙河煤厂等37家煤矿2006年度瓦斯等级鉴定的批复》1地理坐标：东经106°49′40”,北纬：32°21'09”。设计生产能力为3万t/a,采用平硐开拓方式，主平硐标高为+580m,回风取得采矿许可证，2006年安全现状综合评价为B级，2005年10月取得了安全生产许可证。2004年7月29日取得的采矿许可证登记生产规模为3万生产能力3万t/a扩大到6万t/a。有关证照情况列入下表。证照名称编号登记规模颁证机关颁证日期有效期企业营业执照巴中市工商行政管理局已年检采矿许可证3万t/a****省国土资源厅安全生产许可证川MK安许证字3万t/a****煤矿安全监察局煤炭生产许可证1万t/a****省煤炭生产许可证许可证办公室矿长资格证(刘小****煤矿安全技术培训中心2在必行。为此，****县****联办煤矿井原有储量为210.9kt,2006年煤矿矿权310.6kt。矿井现有资源储量521.5kt,可采储量443.3kt。按技改后6万t/a生产能力计算，矿井尚可服务5.3a。矿井现有电源：电源取自城西10kv变电站，从城西10kv变电站至煤矿采用10KV架空线，线型为LGJ—35,距离矿井9km,该电源质量较好，3根据目前的生产经营状况，该矿井原煤生产成本为98.5元/t左右，原煤售价为200元/t左右，随着煤炭价格政策的调整，煤炭售价有进一步提改造****县****联办煤矿，使生产能力由现在的3万t/a增至6万t/a,对缓解当地的煤炭供应紧张局面有利；并能带动相关行业的发展，解决部5)国家煤矿安全监察局令第5号《煤矿安全生产基本条件》;1)矿井四证(采矿许可证、煤炭生产许可证、安全生产许可证、营业执照);4)川办函[2007]30号《****省人民政府办公厅关于巴中市煤炭资源5)****省****县****联办煤矿瓦斯等级鉴定批复；煤层自燃发火倾向41)煤矿矿井采矿设计手册(煤炭工业出版社1984年版);2)采矿工程设计手册(煤炭工业出版社2003年版)。采用矿井原有的580主平硐、665m2号平硐和719回风平硐，三个平硐均5196.5元/吨19个月6第一章技改项目情况第一节井田概况境内，南至县城约6km与二南(****县至陕西省南郑县)公路相连。巴中市向西约153km至广元市，交通较为方便(见交通位置图1-1)。怕汇沟桥末桥末水盘盘盘换何除家石寺7(1)气温：年平均气温17.6℃~18.7℃,冬季月平均气温8.10℃,低气温-2.1℃;夏季月平均气温27.2℃,最高气温39.8℃,5～9月平均气温在均降雨量1230.1毫米，降雨量多集中在雨季5～8月，最大降雨量56.8~218.4毫米，最大降雨量过程3～12天，降雨量109.5～532.2毫米，12月至次年2月雨量偏少，最长连续无降水日数达11～39天。(3)湿度：年平均相对湿度88.6%,绝对湿度平均17.9毫巴。高.蒸发量亦大，4～8月平均蒸发量181.49毫米，11月至次年2月平均蒸发量为48.39毫米。风速：最大月风速2.4米/秒，最小月风速1.5米/秒，平均年风速2.0米/秒。三、地温地震：根据国家地震局1990年出版的《中国地震烈度区划图》,矿区8矿区北边有流坝乡煤矿，南边有流坝乡扶贫煤矿，西边有****煤矿，东边有流南河煤矿。本矿与周边矿井边界清楚，矿权明确，无资源纠纷。且都按规定留有煤柱，不存在相邻矿井开采影响。但矿井自身有采空区存在，在开采过程中应坚持探放水原则，留够采空区隔离煤柱，防止老空积水的****煤炭为龙头，以茶叶、木耳、核桃、饲料为农副产品，矿区以农村住户为主，河流两侧多种植水稻、山地则以种植玉米、红苕、山芋为主。七、水源和电源矿区生活用水量不大，源于山泉，水质未受污染，能满足矿山生产、矿井现有电源：电源取自城西10kv变电站，从城西10kv变电站至煤矿采用10KV架空线，线型为LGJ—35,距离矿井9km,该电源质量较好，作为矿井的主要电源。矿井另一趟电源为：从城东10kv变电站至煤矿采用10KV架空线，线型为LGJ—35,距离矿井6km,作为矿井的备用电源。第二节矿井建设的外部条件一、交通运输条件及评述****县****联办煤矿位于****县县城北西方向，平距约4km的流坝乡境内，南至县城约6km与二南(****县至陕西省南郑县)公路相连。巴中市向西约153km至广元市，交通较为方便。由此可见，矿井所在区域运输条件较好，可满足矿井外部运输的要求。矿井现有电源：电源取自城西10kv变电站，从城西10kv变电站至煤9矿采用10KV架空线，线型为LGJ—35,距离矿井9km,该电源质量较好，310.6kt。矿井现有资源储量521.5kt,可采储量443.3万t。按技改后6靠。上述资源条件完全能满足6万t/a生产能力的要求。(一)市场根据国家发改委资料2004年全国煤炭产量已达19亿t,仍缺口近1亿t。预计2005年全国煤炭需求量约21亿t,生产量约为20亿t。仍缺口(二)技术及资金本矿技改建设的总投资为1179.197万元，企业自筹集资金700万元，贷款200万元，其他渠道解决资金300万元。矿井现有煤矿工程技术人员第三节矿井建设的资源条件第四系(Q)。分述如下：(T3Xj3)的一套河流一滨湖相沉积韵律中，距上覆白田坝组40m,距下覆Y2煤层约70m,属局部可采煤层。矿区范围内所见的Y3煤层由4-8个煤分层组成，煤层结构复杂，分煤层单层厚0.1—0.55m不等，夹矸3-7层，表1-2****煤矿煤层赋存情况表含煤地层煤层编号煤层厚度煤层倾角煤层结构可采性稳定性相对密度顶底板及岩性最大最小最大最小煤分层数夹研层数顶板底板三叠系上统须家河组//稳定全区可采粉砂岩或粉砂泥岩岩屑砂岩，砂岩或粉砂岩该矿所产原煤主要作为发电厂、动力用煤或民用煤，。(1)碎屑岩层间裂隙水(2)松散堆积孔隙水(3)砂砾岩孔隙水雨以片流的形式可以在较短的时间内排泄到汇水盆地，通过流溪河排入****,地表水排泄状况良好，除矿区西部的流溪河(又叫黄家河)之外，距地表的距离(即埋深值)等，距井下调查，本矿尚未发现明显的突水地造裂隙发育，往往在地表形成泉水点，根据钻孔揭露(ZK6),涌水量可达35.884L/s,井下揭露单位涌水量可达0.(2)上山部分的老窑水及井巷充水(3)煤层顶板砾石的裂隙水及孔隙水造裂隙发育，往往在地表形成泉水点，根据钻孔揭露(ZK6),涌水量可达35.884L/s,井下揭露单位涌水量可达(4)古河床含水层矿区中部668.44m标高的主井巷于225m以及510m处分别发现煤层缺根据国家地震局1990年编制的《中国地震烈度区划图》,巴中地区属根据巴中市经济委员会文件，巴市经发[2006]102号《关于****县沙河煤厂等37家煤矿2006年度瓦斯等级鉴定的批复》,****县****联办煤矿属低瓦斯、低二氧化碳矿井，矿井相对瓦斯涌出量为5.76m³/t,绝对瓦斯涌出量为0.39m³/min,矿井相对二氧化碳涌出量为4.49m³/t,绝对二氧化根据煤炭科学研究总重庆分院2003年12月对该矿开采煤层的煤尘爆矿井原有储量为210.9kt,2006年煤矿矿权310.6kt。矿井现有资源储量521.5kt,可采储量443.3kt。按技改后6万第二章井田开拓第一节井田境界及储量****县****联办煤矿现持有****省国土资源厅2004年7月颁发的采矿许可证，证号为5100000420689,有效期自2004年7月至2010年7月，核子),开采标高：+735~+580m(表1)。表1****县****联办煤矿原矿区范围及拐点坐标表拐点号XY矿权设置1开采煤层：Y₃(七连子)面积：0.554km²设计生产能力：3万吨/年234《巴中市****片区煤炭资源矿业权设置方案》划定****县*子),开采标高：+770~+580m,采高：190m(表2)。表2****县****联办煤矿矿业权设置方案及拐点坐标表拐点号XY矿权设置1开采煤层：Y₃(七连子)面积：0.923km²设计生产能力：6万吨/年23456根据****省人民政府办公厅川办函(2007)30号文《关于巴中市煤炭县****联办煤矿拟申请扩储矿区范围与矿业权设置方案一致，由6个拐点根据该矿提供的资料，矿井原有储量为210.9kt,2006年煤矿矿权整合时，新配资源储量为310.6kt。矿井现有资源储量521.5kt。3)断层煤柱：矿区开采范围无断层。4)井巷煤柱：总回风巷道留设20m护巷煤柱，采区间留设20m隔离煤第二节矿井设计生产能力及服务年限织方式，掘进工作面为“三·八”制作业方式。二、矿井设计生产能力矿井设计生产能力系按设计规定的工作制度和各生产环节在正常生产条件下持续、稳定、安全地完成日产量和年产量。影响确定矿井设计生产能力的因素很多。不仅要考虑资源总量、煤层生产能力、开采技术条件、各系统的技术装备水平、经营管理能力及其区域规划等因素，还要考虑能保证矿井正常安全生产，并获得最佳经济效益。结合本井田内煤层赋存条件及开采条件，综合考虑矿井资源总量、投入与产出、煤层生产能力、开采技术条件，并结合现行煤炭产业政策确定矿井设计生产能力为6.0万t/a。三、矿井服务年限矿井服务年限按下式进行计算式中：Zk—矿井设计可采储量(经计算Zk为443.3tt);A—矿井设计生产能力(60kt/a);K—储量备用系数(取K=1.4)。经计算，矿井服务年限为5.3a。第三节矿井开拓及开采一、矿井开拓开采现状该矿于1991年始建，1992年正式投入生产，属股份合作企业。矿井原设计生产能力为3万t/a,采用平硐开拓方式，主平硐标高为+580m,回风平硐标高为+719m。矿井采用边界式通风方式、抽出式通风方法。矿井只开采Y3煤层，目前在Y3煤层布置有1个采煤工作面，2个掘进为符合国家现行的煤炭行业要求和有关设计规范，结合矿井的资源状况和开采技术经济条件，决定对矿井进行扩建，并将矿井生产规模由3万吨/年扩到6万吨/年。二、扩建工程方案的确定该矿为扩建矿井，为充分利用现有建设工程，减少再投资。本次扩建工程不改变原有井口数目、位置，仍采用平硐开拓，利用现有+580m主平风井(详见开拓系统布置图)。2、矿址布置方案3、产品方案1、开拓方式矿井标高范围为+770m～+580m,垂高190m,本次设计按现有平硐标高划由于矿井开采煤层倾角为25°左右，属倾斜薄煤层，矿井走向长浅部800m左右，深部1100m左右，故作为一个区域进行开采。3、通风方式根据矿井筒位置，矿井采用边界式通风方式，抽出式通风方法。设计矿井所采Y3煤层为薄煤层，煤层平均倾角25°,其水平运输巷道及回矿井为单一煤层，开采垂高190m,采用走向长壁布置工作面，从上到第四节井筒及主要巷道特征1、+580主平硐布置在Y3煤层中，铺设15kg/m的钢轨，轨距600mm,承担运输、进布置在Y3煤层中，铺设15kg/m的钢轨，轨距600mm,承担运输、进2、坡度平硐、回风平硐、采区运输、回风巷道的坡度为3%,并向井口方向下3、主要巷道的参数主要巷道的参数详见主要井巷特征表2-2所示。单位主平硐2号平平硐回风平硐采区运输巷采区回风巷通风行人上山井口坐标Xm///Ym///Zm/a//////坡度度井巷长度m井巷断面净毛断面形状半园拱半园拱半园拱梯形梯形梯形支护厚度///支护要求/砌碹砌碹砌碹金属支架金属支架金属支架巷道性质岩巷岩巷岩巷半煤岩巷半煤岩巷半煤岩巷支护材料料石料石料石工字钢工字钢工字钢第五节井下开采1)+719m水平：走向长度为800m,倾斜长度平均为120m。2)+665m水平：走向长度为800m,倾斜长度平均为128m。1)走向方向②与回风斜巷留设20m隔离煤柱。2)倾斜方向阶段巷道间留设20m护巷煤柱。矿井开采Y3单一煤层，倾角平均25度左右，阶段巷道、上山均布置(一)采煤方法的选择(二)采煤工作面落煤及运煤工艺(三)工作面尺寸与顶板管理度为0.8m,按年工作日330天，循环率85%计算，能满足年产6万吨的要(四)工作面支护选择矿井开采煤层均为倾斜薄煤层。设计回采工作面一次性采全高，根据煤层顶底、板岩性及矿井实际开采条件和开采技术经验，回采工作面使用金属摩擦支柱支护，选用MJP型系列金属摩擦支柱，并配备一定数量的液压升柱器和回柱器。要求同一个采面不得使用不同类型和不同性能的支柱，不得铁木混支。矿井开采煤层实际采高0.5～0.65m,平均0.6m。使用MJP-800/350型金属摩擦支柱，工作阻力40～350KN,支撑高度0.47～0.8m。矿井在生产过程中应根据煤层顶、底板岩性和来压步距情况，结合矿井实际开采技术经验，回采工作面密集支柱的间距和放顶步距应在作业规程中明确规定。同时制定防止支柱倾倒的安全措施。(五)采煤工作面装备本设计采用走向长壁采煤法，工作面放炮落煤，配备ZMS-12型湿式煤电钻2台。工作面配备100张搪瓷溜槽或(1台SGD-420/22型刮板输送机),运输煤炭。(六)采区及工作面回采率根据规范要求，采区回采率为85%,工作面回采率为97%。(七)采煤工作面生产能力考虑矿井正常生产接替和采区巷道布置形式，技改投产时，在+719m布置一个回采工作面进行生产。工作面生产能力按下式计算：式中：N-工作面个数(N=1个);L—工作面平均斜长(工作面净长L=90m);C—工作面回采率(C=97%)掘进的出煤量按3%考虑，则矿井达产时生产能力为：=1.03×68715(一)掘进工作面个数及装备每个掘进工作面配备2台湿式煤电钻(ZMS-12),1台YBT-5.5或一台矿井配备1台TXU-75型探水钻，并配备1台TBW-50-1.5型泥浆泵，(二)采掘比例关系技改工程投产回采时，共设1个采煤工作面，2个掘进工作面。其采掘工作面个数比为1:2。预计矿井掘进出矸率为：20%。(三)达产时三个煤量煤量(万t)可采期(a)技改工程的采煤工作面投产时，巷道工程量如下表所示。序号井巷工程量(m)备注1+580主平硐扩巷改造2+665m2号平硐扩巷改造3回风平硐扩巷改造4+719m运输大巷5+770m回风大巷6+580回风斜巷7+665回风上山8+665运输上山9开切眼第三章运输及设备离增长，主平硐及水平运输大巷选用电池机车运输(机车技术特征见表计水平巷道坡度为3%,铺设15kg/m钢轨，木轨枕，轨距为600mm。第二节矿车矿井在水平运输巷采用MG1.1-6A型一吨U型固定矿车，斜坡提升时均采用MPI-6A插销链环式。矿车规格特征见表3-1。矿车规格及技术特征表表3-1矿车类型外形尺寸(mm)轨距轴距自重煤矸长×宽×高矿车1翻斗车材料车型平板车2、各类矿车的数量计算按排列法计算矿车数量为82辆，考虑20%的备用及修理因素，全矿共计矿车总数为110辆(含材料车和平板车)。平板车采用MP-6B型1t插销式，共5辆。矿车排列见表3-2。矿车排列表3-2序号列车数(列)矿车数(辆)备用维修矿车数(辆)1装车站2掘进83提升系统84列车运行15矸石山及煤坪6小计7材料车68平板车59合计总计第三节运输设备选型式中Q—重车组质量，t;Pn—机车粘着质量，2.5t;P—电机车的质量，2.5t;g—重力加速度，9.8m²/s²;i—运输线路平均坡度，%,对于运输大巷，3%2)按牵引电动机允许温升条件：式中Fa—电机车等值牵引力，2.548kN;a—电机车调车时电能损耗系数，1.15;φ,一重列车运行阻力系数，0.009;ia—等阻坡度，%,对于滚动轴承的矿车，2%;t—相对运行时间，经计算得0.58。式中0—调车及停车时间，45min;T前—列车往返一次运行时间，经计算前期为得41.44min;T前—列车往返一次运行时间，经计算前期为得41.44min;式中L—加权平均运输距离kmv—机车平均速度，4.54km/h。3)按一个班内一台机车的电能消耗计算：式中W—蓄电池组的放电容量，308Ah;U—蓄电池组平均放电电压，48V;n—从牵引电动机到蓄电池组的总效率，0.7;α—调车电能消耗系数，1.15;L.—最大运输距离，2.1km;m—一台机车在班内的往返次数，经计算取5次；w,一重列车运行阻力系数，0.009;i—等阻坡度，2%。P—电机车质量，2.5t。4)车组中矿车数n的确定：经以上3种条件计算，选取最小的电机车牵引质量为19.9t。取12辆2、制动距离验算：式中1—制动距离，mv—列车制动时的速度，6.1km/h;y₂一制动时的粘着系数，0.17。经计算，每列车的矿车数为12辆，制动距离为6.17m,符合《煤矿安全规程》在运送物料时不大于40m的规定。3、矿井运行机车台数(1)电机车往返一次所需要时间为：式中T—电机车往返一次所需总时间，min;T₁—列车往返一次运行时间，41.44min;θ—调车及停车时间，30min;(2)每台电机车每班可能运输的次数：式中T₀—电机车每班工作小时数，7h。(3)每班需要的列车数：式中m₁—每班需要的列车数，列；Y3—运输不平衡系数，1.25;k₂—矸石系数，1.1;A₀—矿井班产量，100t;n—列车中的矿车数，12辆；q—矿车装载质量，1t。(4)矿井所需电机车总台数：台式中1.25—备用和检修机车占工作电机车台数的系数。根据上述计算结果，矿井电机车工作总台数为3台。型号为XK2.5-6/48A矿用防爆蓄，其参数见下表电机车型号粘着质轨距制动方式小时牵引长时制速牵引电动机蓄电池电压(V)容量5h电池量(t)力(kN)度(km/h)型号组型号个数机械制动根据以上计算选型满足生产需要。二、工作面运输设备选择、校验1、运输方式的确定：矿井采用走向长壁采煤法，工作面运输设计采用搪瓷溜槽或刮板输送机。现对采用刮板输送机进行设计，根据已知条件，选用槽宽B=420mm的SGD-420/22轻型输送机：出厂长度L=100m,q₄=10kg/m,m=60t/h,S₂=250kN,v=0.66m/s,N=22kW,链条形式—单圆环链。2、运输能力的计算1)需要每小时运输能力计算：m=3.6q·v=3.6×12.6×0.式中m—每小时运输能力，t/h;q—输送机单位长度上载质量，经计算，取12.6kg/m;v—刮板链运行速度，0.66m/s。q=1000Fp'=1000×0.014×0.式中F—货载沿溜槽中横断面积，经计算，取0.0014m²;p—煤的松散密度，0.9t/m³;2)运行阻力的计算：式中q。一刮板链单位长度质量，10kg/m;q—货载单位长度质量，12.6kg/m;0,一刮板链与煤之间的阻力系数，0.4;w—刮板链与溜槽间阻力系数，0.6。L—刮板输送机的出厂长度，100m考虑曲线段阻力及弯曲段的附加阻力，则总牵引力为：Wo=1.21×(Wsh+Wk)=1.21×(10549+353)电动机轴上的总功率计算：式中n—传动装置的效率，0.8。考虑20%的备用功率取电动机备用系数k=1.2,则：N=1.2Nmax=1.2×14.1=16.92kW由计算可知，配套电动机功率为22kW满足要求。3、刮板链强度的验算：(1)最大张力点：式中Sax一最大张力点；S₁—最小张力点(2)抗拉强度验算：式中k—刮板链抗拉强度安全系数；经计算，矿井选用SGD-420/22型轻型刮板输送机，作为工作面运输设备。电机功率及刮板链强度效验均符合要求。(二)防治运输事故的主要措施(1)根据矿井开拓开采选择合适的运输方式和运输设备。(2)选择标准的轨型及道岔，主要运输大巷铺设15kg/m钢轨，轨距(3)轨道铺设质量应符合《井巷工程施工及验收规范》的要求，使用中加强维护、定期检查、经常清理，要求无杂物、无浮煤和积水。(4)严禁爬车、蹬车、载人。(5)矿车运行环境恶劣，经常出现轮轴折断、轴承散架等原因引起的运输事故，生产中应随时检查、维修。(6)巷道人行侧、安全间隙宽度必须按设计尺寸施工，巷道壁保持平整，局部冒顶的地方应进行填堵，防止冒顶和瓦斯积聚。(7)机车运输应遵守下列安全措施：①机车司机必须按信号指令行车，在开车前必须发出开车信号。每列车严格按规定的车辆数和装载量进行挂车，机车运行中，严禁将头或身体探出车外。司机离开座位时，必须切断电动机电源，将控制手把取下，扳紧车闸，但不得关闭车灯。运送物料时不得超过40m;运送人员时不得超过20m;在弯道或司机视线受(8)人力推车时，必须时刻注意前方，一人一次只准推一个车，严行。同向推车的间距，在轨道坡度小于或等于5%时，不得小于10m;坡度大于5%时，不得小于30m,巷道坡度大于7%时，严禁人力推车；若前车2)电缆连接必须牢固可靠，并经常检查，防止松动接触不良产生火3)蓄电池机车应配备防灭火设备。第四章矿井通风与安全有限责任公司属低瓦斯、低二氧化碳矿井，矿井相对瓦斯涌出量为5.76m³/t,绝对瓦斯涌出量为0.39m³/min,矿井相对二氧化碳涌出量为根据煤炭科学研究总重庆分院2003年12月对该矿开采煤层的煤尘爆第二节矿井通风务年限5.3a。投产初期，矿井布置1个工作面和2个掘进工作面；矿井通风困难时期为矿井开采后期(此时矿井通风阻力最大),布置1个工作面和2个掘进工作2、按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量进行计算ZQ采一各采煤工作面实际需要风量的总和，m³/min;∑Q掘—各掘进工作面实际需要风量的总和，m³/min;∑Q硐—独立通风硐室实际需要风量的总和，m³/min;K—矿井通风系数，取1.15。1)采煤工作面需风量计算采煤工作面的需要风量计算为：a、按瓦斯涌出量计算取0.06m³/min;Kc—工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，即该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与平均值之比，采用炮采取将各参数值代入式(4-3)计算采煤工作面需要风量：Q菜=100×0.06×1.8=10.b、按工作面温度计算Q基本—不同采煤方式工作面所需的基本风量，m³/s;Q基本一工作面平均控顶距×工作面实际采高×70%×适宜风速(取K温一回采工作面温度调整系数取；采面温度为20℃,取K温=1.0;最大控顶距为2.9m,最小控顶距为2.1m,平均控顶距为2.4m。将上述各参数值代入式(4-4)中计算采煤工作面需要风量：Q来=60×(2.4×0.6×70%×1.0)×1.0×1.0×1.0c、按炸药使用量计算工作面采用炮采，按下式计算：式中：25一每千克炸药爆破后，需要供给的风量，m³/min·kg;Ac一采煤工作面一次使用最大炸药量，工作面放炮落煤取将参数Ac值代入式(4-5)计算采煤工作面需要风量：Q采=25×2.1=53m³/mind、按工作面人数计算Q采=4N(4-6)式中：N.一采煤工作面同时工作的最多人数，人；4一每人每分钟应供给的最低风量，m³/min。采煤工作面同时工作的最多人数为25人，将参数值入式(4-6)计算采煤工作面需要风量：e、按风速验算按最低风速验算，回采工作面的最低风量：Q采≥15×(2.4×0.6)按最高风速验算，回采工作面的最高风量：Q菜≤240×(2.4×0.6)式中：Sc—回采工作面平均有效断面，按最大和最小控顶断面的平均值Y3采煤工作面需要风量取上述计算风量的最大值100m³/min,经验算，所配风量符合要求。矿井有1个采煤工作面风量计入矿井总风量。∑Q采备—备用工作面实际需要的风量，m³/min,矿井无备用工作面，故经计算，采煤工作面风量。2)掘进工作面需要风量计算通风容易时期矿井布置2个掘进工作面，+580运输巷掘进工作面和+655运输掘进进工作面。掘进工作面采用局部通风机压入式通风，本设计根据掘进工作面瓦斯涌出量、巷道断面、掘进巷道的通风长度、局部通风机技术特征进行配风。a、按瓦斯涌出量计算kj一掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数。b、按炸药使用量计算25一每千克炸药爆破后，需要供给的风量，m³/min·kg;c、按局部通风机吸风量计算掘进工作面选用YBT-5.5型(或YBT-11型)局部通风机，采用φ500mm的抗静电阻燃的柔性风筒。I一掘进工作面同时运转的局部通风机台数；15s一为保证局部通风机吸风口至掘进工作面回风巷口之间巷道(均为全岩巷)的风速不小于0.15m/s所配的风量，m³/min;S—安设局部通风机的巷道断面积，m²;d、按工作人员数量计算式中：4一每人每分钟需风量，m³/min;N,一掘进工作面同时工作的最多人数。e、按风速进行验算值206m³/min(即按局部通风机吸风量计算值),经风速验算，所配风量符合要求(详见表4-1:掘进工作面需风量计算表)。掘进工作面需风量计算表表4-1计算方法使用公式相关参数掘进工作面名称+580运输巷掘进工作面按瓦斯涌出量计算g拥(m³/min)Q掘(m³/min)按炸药使用量计算Q珊(m³/min)按局部通风机吸风量计算I(台)11按工作面人数计算66Q拥(m³/min)按风速进V最低最低允许风速Q掘最高允许风速Q量量确定工作面需风Q掘(m³/min)全矿只有2个掘进工作面的风量计入矿井总风量，矿井掘进需要风量：3)硐室实际需要风量矿井独立通风的硐室，硐室配风量ZQ确=0m³/min。4)其它巷道实际需要风量矿井有一条联络巷需独立通风，按其它巷道最低风速0.15m/s的要求进5)矿井实际需要风量将上述各计算参数值代入式(4-2)计算矿井实际需要风量：=(100+412+0+100)×1.15根据《煤矿安全规程》和《采矿工程设计手册》规定，按实际配风情况，将矿井通风容易时期矿井总风量确定为704m³/min,即11.8m³/s。(二)通风困难时期矿井总风量计算ZQ采一各采煤工作面实际需要风量的总和，m³/min;1)采煤工作面需风量计算通风困难时期矿井布置1个Y3采煤工作面，由于工作面布置与通风容易时期基本相同，且工作面瓦斯涌出量、炸药使用量、工人人数、气2)掘进工作面需要风量计算3)硐室实际需要风量矿井独立通风的硐室，硐室配风量。4)其它巷道实际需要风量矿井有一条联络巷需独立通风，按其它巷道最低风速0.15m/s的要求进5)矿井实际需要风量将上述各计算参数值代入式(4-15)计算矿井实际需要风量：取Q=704m³/min根据《煤矿安全规程》和《采矿工程设计手册》规定，按实际配风情况，将矿井通风容易时期矿井总风量确定为704m³/min,即11.8m³/s。(三)、矿井风量分配通风容易时期：矿井布置1个采煤工作面，2个掘进工作面，根据用风地点的实际需要配风如下：采煤工作面各配风3m³/s,掘进工作面各配风3.5m³/s,进风行人上配风1.8m³/s,合计矿井总风量为11.8m³/s。通风困难时期：矿井布置1个采煤工作面，2个掘进工作面，根据用风地点的实际需要配风如下：采煤工作面各配风3.0m³/s,掘进工作面各配风3.5m³/s,上山1.8m³/s,合计矿井总风量为11.8m³/s。经验算，各通风巷道中的风速符合《煤矿安全规程》规定，风量分配合理。(四)、矿井通风总阻力计算沿着矿井通风容易时期和矿井通风困难时期的通风路线计算矿井通风通风摩擦阻力计算公式如下：式中：h——通风摩擦阻力，Pa;α——井巷摩擦阻力系数，N.S²/m°;P——井巷净断面周长，m;Q——通风井巷的风量，m³/s;S——井巷净断面面积，m²;通风局部阻力取同时期摩擦阻力的15%。经计算，矿井通风容易时期总阻力h,为366.5Pa,矿井通风困难时期总阻力h₂为785.4Pa。计算矿井的风阻和通风等积孔矿井的风阻R、R₂,和矿井通风等积孔A、A₂分别为：****联办煤矿最大通风阻力计算表(容易时期)节点巷道名称支护形式断面形式阻力系数巷道长度巷道周长巷道断面风量风速通风阻力mm+580m主平硐碹、木支、裸巷半园拱4+580m运输巷碹、木支、裸巷半园拱43+580通风上山碹、木支、裸巷半园拱4+580通风上山碹、木支、裸巷半园拱47+719m运输巷金支、木支梯形43采煤工作面木支梯形83+770回风巷金支、木支梯形43总回风上山碹、木支、裸巷半园拱4+719m回风平硐碹、木支、裸巷半园拱84引风硐62局部阻力取15%****联办煤矿最大通风阻力计算表(困难时期)节点巷道名称支护形式断面形式阻力系数巷道长度巷道周长巷道断面风量通风阻力mmR+580m主平硐碹、木支、半园拱4+580m运输巷碹、木支、半园拱4+580m运输巷金支、木支梯形43采煤工作面木支梯形83+620回风巷金支、木支梯形43+620通风上山碹、木支、半园拱4+620通风上山碹、木支、半园拱4总回风上山碹、木支、半园拱4+719m回风平硐碹、木支、半园拱84引风硐62局部阻力取15%第三节灾害预防及安全装备4)巷道贯通时，必须严格执行巷道贯通技术措施中的风量调节方案，绝瓦斯检查的空班、漏检和假检。4)及时并妥善处理采煤工作面上隅角和掘进工作面等地点的局部瓦将金属体进行不少于2处的良好的集中接地。通信线路必须在入井处装设敷活性低的金属(如烙),使其形成的摩擦火花难以引燃瓦斯；在合金表面(二)监测设备各类传感器布置器每7天必须使用校准气样和空气样调试1次，每7天必须对甲烷超限断依据，采取安全措施并必须在8h内对2种设备调试完毕。(一)矿井地面防火系统(二)外因火灾的防治措施(三)其它火灾的防治(2)由地面直接入井的轨道、露天架空引入(出)的管路，都在井口(3)通信线路必须在入井处装设熔断器和避雷器，接地极电阻不大于(1)地面坑木堆放场位于工业场地边缘，距井口距离大于80m,坑木(一)粉尘的危害(1)危险性(2)有害性(二)井下防尘在井下主要巷道每隔100m设置DN50的支管和阀门各一个(三)地面生产系统防尘地面防尘系统主要采用湿式防尘管路系统(即喷雾洒水管路系统)进系统采用地面生活、生产及消防系统混合高位静压供水，通过200m³矿井采用平硐开拓。本矿井在开采时，必须坚持“有疑必探，先探后掘”10、应增加雨季“三防”抢险物资的储备，制定完善的雨季“三防”10%的富余量，共计294台。第一节通风设备Qr=1.05×11.8=12.4m³/shi、h₂一分别为通风容易时期和通风困难时期的矿井通风总阻h、h₂一分别为矿井通风容易时期和通风困难时期的自然风1)矿井自然风压的计算矿井采用平硐开拓，主井标高为+580m,回风井标高为+719m,主井与风井高差为190m。根据《煤矿矿井采矿设计手册》查表计算，主井口地面大气压为96450pa,风井口地面大气压为91972pa。根据矿区气象和临近矿井资料分析得知，矿区年平均气温17.9℃,主井底平均温度为19.2℃,风井平均温度为22.6℃。h=H(p₀-p₁)g2)通风机静压计算ha=h,-h=366.5-20.5=hrs=h+h=785.4+20.5=8风量范围从18.5-9.8至14.1-13.4m³/s,静压范围从403-1012至符合《煤矿安全规程》第114、116条的规(三)其它安全保证措施不得小于10m;全风压供给该处的风③严禁使用3台以上(含3台)的局部通风机同时向1个掘进工作面供风。不得使用1台局部通风机同时向2个作业的掘进工作面供风。第二节提升设备(二)绞车选型⑤在变坡点下方略大于1组车长度的地点，设置能够防止未连挂的车2)、矿井提升斜巷提升钢丝绳安全系数为8.7;大于《煤矿安全规程》规定提升物料时的6.5符合矿井提升安全要求。2)上山有躲避硐，每隔40m设一个。并3)斜巷上端设计15m的过卷距离。4)斜巷设有提升信号控制。第三节排水设备各运输平巷、通风行人上山一侧设排水沟，宽500mm,深400mm,用料石水泥沙浆砌筑，大巷铺设水沟盖板，并保证3～5%的坡度，不会出现F—水沟过水断面(有盖板时，按净断面积的0.75计算),a—不满系数，取0.75;m=(B2-B1)/2H=(0.4-0.3)/2×式中：B2—水沟上部净宽，m;为0.4m;B1—水沟下部净宽，m;为0.3m;将上述参数代入公式：F=(0.3+0.1×0.45)×0.452)水沟内水流速度计算式中：i—水沟的纵向坡度，5%;F—过水断面积，0.155m2;P—过水周界，1.305m;P=B1+2h(1+m2)0.5=0.3+2×0.5(1+0.12)C—谢基系数，n—水沟粗糙系数，查表为0.02;(见《采矿工程设计手册》表6-1-17)由上述条件查表得：将以上参数代入式(3-48)中计算得：V=29.30×(0.119×0.005)0.5=0.第四节压风设备在地面+665m工业广场附近建立压风机房，压风机为8m318kv,拟设计为2台，能满足矿井掘进用风。第六章地面生产系统第一节地面生产系统与设施表6-1煤质特征表地层煤层编号水份发热量煤种1/3焦煤第二节主井工业场地平面布置第七章电气及通讯第一节供电电源矿井现有电源：电源取自城西10kv变电站，从城西10kv变电站至煤矿采用10KV架空线，线型为LGJ—35,距离矿井9km,该电源质量较好，设备总台数25台(其中井下：17台)第三节地面供配电地面风井电源来自10Kv/0.4kV变电所主扇I、Ⅱ回，变压器为第四节井下供电第五节通信矿井在调度室设DDK-2型矿用程控调度总机1台，容量20门，作为生电话2部。下井的通讯干线选用HUYAV-10(2×0.8)型2根，敷设于主平第八章给排水经计算矿井井下防尘洒水日用水量约为200m³,最大小时用水量约为第九章环境保护浮物可去除90%以上，BOD5可降低90%左右。其出水完全符合国家《污水 (Pb)平均含量为1.10mg/L左右，锌(Zn)在10.98g/L左右。该类废水经过酸碱中沉淀池对其进行中和处理后进行排放，其出水可除去90%左右的铅锌，并使出水的PH值保持在6～8范围内，铅达到0.1mg/L以下，锌(一)建设方案矿井设计生产能力为6万t/a。根据矿井地质条件、煤层赋存情况，开2个掘进工作面。(二)移交标准2、移交1个水平，1个回采工作面，2掘进工作面。按最长一个掘进工作面施工完毕确定建井总工期，为19个月，其中准备工期为1个月，施工工期为17个月，矿井试生产试运转期1个月(含第十一章技术经济分析及评价该矿井现生产原煤3万t/a,经扩建后达到6万t/a原煤生产能力。建设工期为19个月。元，吨煤投资196.53元。各类工程及费用的投资分别为：井巷工程475.85万元，设备购置费659.377万元，安装费用3.97万元，其它费用40万元。该矿井流动资金的计算采用分顶计算方法进行计算，按达到6万t/a资金18.53元。其中：铺底流动资金为38%。经计算铺底流动资金42.24万企业自筹资金700万元，内部职工借款300万元，其他渠道融资200员298人，其中井下工人251人，地面工人14人，管理人员15人，服务在籍人数其中：最大班—生产工人1、井下工人2、地面工人4二管理人员6三服务人员四其它人员77全矿井职工总人数第二节财务部分煤销售价格为200元/吨(含税价),矿井达到正常生产阶段的年销售收入为1200万元。17%,城建税为增值税的5%,教育费附加为增值税的3%,资源税按每吨煤0.60元计算。税金16.54元。产成本34.50元/t(见下表)序号单位成本(元/t)固定成本可变成本一经营成本1直接材料费材料费00动力费002直接工资3其它支出4维修费5管理费二井巷工程费0三折旧费0四摊销费0五维简费0六财务费用0流动资金利息按正常生产年份计算该矿的全年销售总收入为1200万元，生产总成本为591万元，销售税金148.82万元，利润442.18万元，扣所得税后净利润353.7万元。流动资金贷款利率7.2%所得税率为33%投资利润率30.2%投资利税率37.8%税后投资回收期3.3年以上指标反映矿井投资利润率较好，投资回收期为3.3年，就矿井建=2.58万t/a按年产6万t原煤计算，盈亏平衡点为43.43%,即达到设计生产能力的43.43%(产量为2.58万t/a)企业就可保本。因而项目的风险较小。综上所述：本项目主要经济指标从技术经济角度来看，项目总投资为1179.197万元，吨煤投资196.53元。本项目建成投产后年销售收入1200万元，年所得税后利润353.7万元。具有一定的经济效益。项目从财务上讲是可行的，建议建设该项目。第三节主要技术经济指标矿井主要技术经济指标见表11-3。序号1矿井设计生产能力万t/a62矿井服务年限a3矿井工作制度四、六制年工