山西金暉隆泰煤業有限公司礦井兼并重組整合項目初步設計

　　前言

　　一、概述

　　山西金暉隆泰煤業有限公司井田位于山西省沁源縣王和鎮鐵水溝村東，行政區劃屬沁源縣王和鎮管轄。礦井工業場地至王和鎮約5km，為土石公路，即與汾—屯公路接運。汾—屯公路全程為瀝青質路面。沿其向北約32km，即到達平遙縣城，與南同蒲鐵路及大運公路接運。

　　山西金暉隆泰煤業有限公司隸屬于山西金暉煤焦化工有限公司，山西金暉煤焦化工有限公司是一家集能源、化工、電力、物流倉儲為一體的大型煤焦化民營企業。目前公司擁有資產總額30億元，職工總數4000余人。年可實現銷售收入25億元。現已形成500萬噸煤炭、120萬噸焦炭、5萬噸煤焦油、1萬噸粗苯的產品生產能力。公司于1999年經批準獲得自營出口權，產品行銷國內10余家大型鋼鐵公司，并外銷歐美、日本、印度市場。公司自備鐵路專用線八條，可發運煤炭、焦炭、化工產品。公司是國家發改委首批公告通過的74家焦化行業準入企業，是山西省焦化行業“五十強”企業，是山西省“十一五”期間重點扶持的77個三大方陣企業，是山西省政府“十一五”期間重點培育的煤化工大企業、大集團之一。是山西省納稅重點企業之一。

　　本次全省煤礦企業兼并重組整合中，《長治市山西汾西正新煤焦有限公司賈郭煤礦等3處煤礦企業兼并重組整合方案》經省煤礦企業兼并重組整合工作領導組審查通過，并于2009年12月9日在晉煤重組辦發【2009】118號文《關于長治市山西汾西正新煤焦有限公司賈郭煤礦等3處煤礦企業兼并重組整合方案的批復》中予以批復。山西金暉隆泰煤業有限公司由沁源萬峰鐵水煤礦有限公司和山西曉利煤業有限公司兩礦及中間部分空白資源區兼并重組整合而成，重組整合后批準生產能力900kt/a，山西曉利煤業有限公司（300kt/a）為2010年底關閉礦井，沁源萬峰鐵水煤礦有限公司（300kt/a）為兼并重組主體礦井。2009年12月30日山西省國土資源廳為山西金暉隆泰煤業有限公司頒發了采礦許可證。證號為C1400002009121220050900。批采1#-11#煤層（2、3、6、9、10、11號煤層），批準生產規模900kt/a，井田面積7.6663km2

　　2010年3月山西省煤炭地質114勘查院編制提交了《山西金暉隆泰煤業有限公司兼并重組整合礦井地質報告》，2010年7月28日，山西省煤炭工業廳以晉煤規發【2010】722號文《關于山西金暉隆泰煤業有限公司兼并重組整合礦井地質報告的批復》對該地質報告進行了批復。

　　為了合理開發、開采兼并重組整合后的井田資源，特委托我公司編制《山西金暉隆泰煤業有限公司兼并重組整合初步設計》。

　　二、編制依據

　　1、山西金暉隆泰煤業有限公司委托我公司編制“山西金暉隆泰煤業有限公司兼并重組整合初步設計委托書”；

　　2、2009年12月9日，山西省煤礦企業兼并重組整合工作領導組晉煤重組辦發【2009】118號文《關于長治市山西汾西正新煤焦有限公司賈郭煤礦等3處煤礦企業兼并重組整合方案的批復》；

　　3、2009年12月30日山西省國土資源廳頒發的采礦許可證，證號：C1400002009121220050900；

　　4、2010年3月山西省煤炭地質114勘查院編制提交了《山西金暉隆泰煤業有限公司兼并重組整合礦井地質報告》。

　　5、2010年7月28日，山西省煤炭工業廳以晉煤規發【2010】722號文《關于山西金暉隆泰煤業有限公司兼并重組整合礦井地質報告的批復》。

　　6、河南理工大學于2010年7月編制提交的《山西金暉隆泰煤業有限公司礦井瓦斯涌出量預測研究報告》。

　　7、2007年9月18日，山西省長治市煤炭工業局長煤局規發【2007】596號文《關于沁源萬峰鐵水煤礦有限公司資源整合初步設計的批復》

　　8、長治市安全生產監督管理局文件長安局監煤發【2006】131號文《關于沁源縣21萬噸/年以下鄉鎮煤礦2005年瓦斯等級及二氧化碳涌出量鑒定結果的批復》。

　　9、煤層煤質、煤塵爆炸性和自燃發火傾向性檢驗報告。

　　10、礦方提供的現有采掘工程、地面設施、設備等技術資料。

　　11、有關供電、供水、救護協議。

　　12、國家有關煤炭工業的法律、法規、、規程、規范和技術政策等。

　　三、設計的指導思想

　　認真貫徹執行國家和山西省政府有關能源開發的方針、政策及煤炭工業“規程”、“規范”，設計中以科技進步為手段，以安全生產為原則，以經濟效益為中心，結合礦井實際情況，充分利用礦井現有各類工程、設施及設備，最大限度的降低礦井建設投資，力求各系統簡單實用、投資少、工期短、工藝新。通過本次兼并重組整合，提高礦井的綜合機械化水平和資源回收率，提高礦井安全裝備水平和安全管理水平，將礦井建成開拓合理，機械化程度高，安全好、效率高、效益優、符合市場發展規律的新型煤礦。

　　四、設計的主要特點

　　1、山西金暉隆泰煤業有限公司礦井設計生產能力900kt/a，屬于兼并重組整合礦井。礦井采用一次設計、一次建成投產的移交方式。。

　　2、井田采用斜—立混合開拓方式開采先期開采地段各煤層，礦井以主斜井、副立井和回風立井三個井筒開發采先期開采地段各煤層，其中主斜井已有383m。主斜井裝備帶寬1000mm的大傾角帶式輸送機、鋪設檢修軌道，擔負礦井煤炭提升及下大件（液壓支架）的任務，兼做進風井和礦井的安全出口；副立井裝備雙罐籠，擔負礦井矸石、材料設備及人員等輔助提升任務，兼做進風井；回風立井裝備梯子間擔負礦井回風任務，兼做礦井安全出口。

　　3、在井田開拓巷道布置上，充分考慮了井田范圍、煤層賦存特征、回采工作面裝備水平、回采工作面年推進度等因素，設計以＋1240主水平開采F3斷層以北的9號、10號、11號煤層及東北部6號煤層，設計以一個高檔普采面（6號煤層）和一個綜采工作面（9號煤層）來保證礦井設計規模；依據工作面的年推進度、回采面的合理接替時間、井田特征和煤層產狀，來確定回采面的連續推進長度，并依此布置井田開拓巷道，比較符合本井田的實際。

　　盡量利用已有設施，貫徹井下多做煤巷少做巖巷的原則，井下巷道除斜巷外均沿煤層布置，基本屬煤及半煤巷。

　　依據工作面的年推進度和工作面順槽掘進方式，設計以兩個回采工作面、四個掘進工作面保證礦井正常生產接替，采掘比為1：2。

　　4、井巷工程采用錨網噴或錨桿、錨索聯合支護方式，實現了支護錨噴化和錨桿化。

　　5、井下大巷主運輸采用帶式輸送機，可實現自回采工作面至地面膠帶一條龍連續運輸，用人少、效率高、故障率低、安全性好，利于實現集中自動化控制與管理。

　　大巷輔助運輸，采用調度絞車及無極繩連續牽引車牽引1.0t系列礦車運輸。既滿足了礦井井下巷道沿煤層布置對輔助運輸的要求，又滿足了生產需要，而且還最大限度地節省了礦井初期投資。

　　6、地面充分利用了既有工業場地及已有設施。

　　五、主要技術經濟指標

　　1、礦井設計生產能力：900kt/a。

　　2、礦井設計可采儲量：33750kt。

　　3、礦井設計服務年限：28.6a。

　　4、該礦移交時井巷工程量總長度為10397m；掘進體積為287428m3。萬噸掘進率115.5m/萬噸，萬噸掘進體積3193.6m3/萬噸。

　　5、礦井建（構）筑物總平面為：4792m2；建（構）筑物總積為：55250m3。新建行政、生活福利建筑總面積：9836.87m2

　　6、礦井總占地面積7.77hm2，其中工業場地占地面積6.12hm2，矸石周轉場地占地面積1.0hm2，地面爆炸材料庫場地占地0.65hm2。

　　7、礦井全員效率：8.0t/工。

　　8、礦井在籍總人數：512人。

　　9、礦井建設工期：21個月。

　　10、礦井建設項目總造價為39724.37萬元，噸煤投資為411.38元。

　　11、評價指標：稅后全部投資內部收益率：21.78%，稅后投資回收期：5.85a，盈虧平衡點：56.95%；投資利潤率18.64%；投資利稅率：31.04%。

　　六、存在問題與建議

　　1、井田內勘探鉆孔未進行啟封檢查，封孔質量不詳，生產中應注意防范鉆孔導水。上部煤層的2、3號煤層采空區積水是安全隱患之一，建議礦方進一步加強水文地質工作，應進一步查清核實采空區積水情況，礦井施工和生產過程中，應堅持“預測預報，先探后掘,先治后采”的探放水原側。

　　2、礦井首采6號煤層和9號煤層爆炸性及煤層自燃發火性資料均為鄰近礦井資料，建議見煤后盡快補充相關資料,生產中加強防火防塵工作。

　　3、建議進一步加強井田地質工作，在先期開采地段進行三維地質勘察，查清隱伏斷層特征，盡量避免隱伏構造造成損失。

　　4、本礦井地質報告僅批復了先期開采地段，而坡底北斷層南部勘探程度嚴重不足，建議盡快安排井田中南部地質補充勘探工作。礦井開采井田中南部各煤層時必須委托設計單位編制井田中南部各煤層開采設計。

　　5、礦井采掘機械化程度較高，對工人、干部的素質要求也高，建議對干部、工人進行崗前培訓，使其掌握使用及維護技能，持證上崗。

　　第一章井田自然概況及兼并重組整合前各礦現狀

　　第一節井田自然概況

　　一、交通位置

　　山西金暉隆泰煤業有限公司位井田于山西省沁源縣王和鎮鐵水溝村東，行政區劃屬王和鎮管轄。整合后的井田地理坐標：東經：112°12′06″～112°14′49″，北緯：36°47′36″～36°48′43″。

　　本井田至沁源縣王和鎮約5km為土石公路，即與汾-屯公路接運。汾-屯公路全程為瀝青質路面。沿其向北約32km，即到達平遙縣城，與南同蒲鐵路及大運公路接運。因此，本井田煤炭外運條件較好，交通較為便利（見交通位置示意圖1-1-1）。

　　二、地形地貌

　　本井田地處太岳山區，地表為山區侵蝕地貌，溝谷縱橫，地形十分復雜。總的地勢地形最高點為井田西南部山梁上，標高+1597.0m，地形最低點為井田南部邊界處溝谷中，標高為+1420.3m，相對高差176.7m。基巖出露中等，山頂、山脊大面積被黃土覆蓋，植被不發育。縱觀該井田所處的自然地形條件，為侵蝕較弱的中-低山區。

　　三、水系

　　本區地表水屬黃河水系汾河支流的龍鳳河小流域。溝谷內一般無水流，在雨季遇暴雨時，雨水短時聚集，順溝向南流入龍鳳河，再向西流入汾河。

　　四、氣象及地震情況

　　本區屬大陸性氣候，根據沁源縣氣象臺觀測記錄，本區7、8、9三個月為雨季，降水量最小為463.3mm（1972年），最大為861.6mm（1975年），蒸發量最小為1306.7mm（1983年），最大1609.6mm（1972年），蒸發量大于降水量。冬春兩季雨雪較少，夏末秋初雨量較大，一月份氣溫最低，極端最低溫度為-22.5℃，平均-6.5℃；七月份氣溫最高，極端最高溫度38℃，平均23℃。十一月份開始結冰，次年三月份開始解凍，最大凍土深度為750mm。本區夏季多東南風，冬春季多西北風，最大風速16m/s。

　　據山西省頒發的山西省地震基本烈度表，本區抗震設防烈度為7度，設計基本地震加速度值為0.15g。

　　五、礦區經濟概況

　　井田中北部有坡底村，井田的西部邊緣處有鐵水溝村，人口約436人，主要農作物為玉米。井田內多為山區荒地，樹木極少，以雜草叢生為主，局部地帶為灌木叢。井田內未有其它工礦企業。

　　第二節兼并重組前各礦現狀

　　根據山西省煤礦企業兼并重組整合工作領導組晉煤重組辦發【2009】118號文《關于長治市山西汾西正新煤焦有限公司賈郭煤礦等3處煤礦企業兼并重組整合方案的批復》。山西金暉隆泰煤業有限公司由沁源萬峰鐵水煤礦有限公司和山西曉利煤業有限公司兩礦及中間部分空白資源區兼并重組整合而成。重組整合后批準生產能力900kt/a，山西曉利煤業有限公司（300kt/a）為2010年關閉礦井，沁源萬峰鐵水煤礦有限公司（300kt/a）為兼并重組主體礦井。2009年12月山西省國土資源廳為山西金暉隆泰煤業有限公司頒發了兼并重組后的采礦許可證：C1400002009121220050900。批采1#-11#煤層（2、3、6、9、10、11號煤層），批準生產規模900kt/a，井田面積7.6663km2。

　　沁源萬峰鐵水煤礦有限公司是由原沁源縣王和鎮鐵水溝煤礦和沁源縣王和鎮紅蓮煤礦于2006年資源整合而成。原沁源縣王和鎮鐵水溝煤礦位于鐵水溝村東，為一村辦集體企業。于1991年建井，1992年投產。批準開采2號煤層，井田面積0.7349km2，設計生產能力10kt/a，核定生產能力60kt/a；原沁源縣王和鎮紅蓮煤礦位于紅蓮村西北，鐵水溝煤礦的東北，系紅蓮村辦集體企業，井田面積0.6447km2，批準開采1、2、3號煤層，礦井設計生產能力20kt/a。2006年3月17日，山西省煤炭資源整合和有償使用工作領導組辦公室以晉煤整合辦核[2006]15號文《關于長治市沁源縣煤炭資源整合和有償使用工作方案》予以核準。同時將整合后的礦井更名為“沁源萬峰鐵水煤礦有限公司”，山西省工商行政管理局以“（晉）名稱變核企字〔2006〕第0623號”予以核準。2007年5月16日山西省國土資源廳為該礦頒發了采礦許可證，證號為：1400000722310，批準開采1號、2號、3號、6號、9+10號、11號煤層，井田面積為2.2556km2，證載生產規模210kt/a。2007年7月6日，山西省煤炭工業局發晉煤行便字【2007】48號文，批準沁源萬峰鐵水煤礦有限公司按300kt/a建設。2007年8月，兗礦集團鄒城華建設計研究院有限公司為該礦提交了《沁源萬峰鐵水煤礦有限公司資源整合初步設計》，設計生產能力300kt/a，設計首采6號煤層。2007年9月18日，山西省長治市煤炭工業局長煤局規發【2007】596號文《關于沁源萬峰鐵水煤礦有限公司資源整合初步設計的批復》批準了該初步設計，2008年5月10日，山西省長治市煤炭工業局長煤局規發【2008】208文《關于沁源萬峰鐵水煤礦有限公司資源整合礦井開工建設的批復》批準該礦開工建設。現在該礦屬于手續齊全的在建礦井，地面設施及井筒已部分形成。

　　山西曉利煤業有限公司由原沁源縣王和鎮大柵煤礦煤礦和沁源縣王和鎮虎眼煤礦整合而成，本次兼并重組整合前，沁源萬峰鐵水煤礦有限公司礦井及山西曉利煤業有限公司300kt/a的資源整合項目井下均未施工建設（僅沁源萬峰鐵水煤礦有限公司主斜井施工383m）。

　　一、兼并重組前井田各煤礦開采情況

　　1、沁源縣王和鎮鐵水溝煤礦（2006年資源整合主體）

　　原鐵水溝煤礦位于鐵水溝村東，為一村辦集體企業，井田面積約0.7349km2，主要開采2號煤。礦井采用斜井開拓，設計生產能力10kt/a。該礦1991年開工建設，1992年投產，2005年10月山西省煤炭工業局核定礦井生產能力為60kt/a。礦井采用短壁式開采，放炮落煤，人工攉煤落后的回采工藝。主副斜井均采用絞車進行提升。目前2號煤已大部采空。

　　2、沁源縣王和鎮紅蓮煤礦（2006年與鐵水溝煤礦資源整合后關閉）

　　原紅蓮煤礦位于紅蓮村西北，鐵水溝煤礦的東北；該煤礦為紅蓮村辦集體企業，井田面積0.6447km2，批準開采1、2、3號煤層。礦井采用斜井開拓，設計生產能力20kt/a，。礦井于1978年6月開工建設，1981年7月投產。礦井采用短壁式開采，放炮落煤，人工攉煤落后的回采工藝。主副斜井均采用調度絞車進行提升，該礦井已于2005年12月關閉。2號煤已全部采空，3號煤已大部采空。

　　3、大柵煤礦（山西曉利煤業有限公司2006年資源整合主體）

　　該礦1996年建井，設計生產能力20kt/a，2004年核定生產能力為90kt/a,經煤炭工業局2005年1月換發煤炭生產許可證，證號X040413093Y1G1，有效期限2005年1月13日至2006年1月30日，2005年12月經山西省國土資源廳換發了采礦許可證，證號為1400000521148，批準開采1、2、3號煤層，井田面積為1.4799km2，有效期限2005年12月至2006年12月，核定生產規模90kt/a。

　　礦井采用一對斜井單水平分區式開拓，通風方式為中央并列式通風，批準開采煤層為1號、2號、3號，現采煤層為2號煤層，采煤方法為壁式炮采，全部垮落法管理頂板，工作面采用刮板運輸機運輸，型號為SGB-320/17型，大巷采用礦車運輸，主斜井裝備提升絞車，型號為JT-800，功率30kw，擔負礦井提煤、運料、出矸、進風兼安全出口，回風斜井井筒內布置行人臺階，安設FBCZNO-11防爆軸流式主扇兩臺，一臺工作，一臺備用，擔負礦井的回風、行人任務，兼作安全出口。

　　據長治市安監局辦發[2004]96號文件批復，該礦瓦斯相對涌出量5.2m3/t,絕對涌出量為0.18m3/min,為低瓦斯礦井。

　　根據礦井涌水量觀測，涌水量一般150m3/d，最大涌水量210m3/d，主要為大巷出水，工作面水小或無水，與降雨量有一定的關系，雨季排水量有所增加，應引起注意。

　　開采情況，該礦開采主要位于井田的東南部邊界、南部為早年開采的采空區。

　　4、虎眼煤礦（2006年與大柵煤礦資源整合后關閉）

　　該礦始建于1989年，于2003年正式投產，為一對斜井開拓，開采2號煤層，原設計生產能力為20kt/a，2004年1月換領煤炭生產許可證，證號X040413095Y1G1，有效期限2004年1月13日至2001年6月30日，核準生產能力30kt/a，屬虎眼村辦集體經營企業，持有山西省國土資源廳頒發的采礦許可證，證號1400000330393，有效期限2003年6月至2006年6月，核準生產規模20kt/a，批準開采2號煤層，井田面積1.2265km2。

　　該礦開采2號煤層，一對斜井位于井田西南角，該礦采用斜井單水平分區式開拓，礦井見煤后采用條帶式布置工作面，采煤方式為刀柱式，采寬40-60m，礦井涌水量為50m3/d，最大排水量為75m3/d，為低瓦斯礦井。2號煤層西部為采空區、剝蝕區及風氧化區。

　　5、停廢小窯

　　據調查井田西部2號煤層露頭處有鐵水溝村過去開采的兩座停廢棄小窯，均開采2號煤層，因煤層較薄，開采方法落后，開采范圍不大。

　　二、周邊煤礦開采情況：

　　井田東部為山西長沁煤焦有限公司的原新超煤業有限公司和財源煤礦，其它為國有空白。（見相關位置圖1-2-1）

　　1、原新超煤業有限公司是由王和鎮古寨煤礦和西溝煤礦整合而成，批準開采1、2、3、9+10、11號煤層，井田面積3.1506km2，生產能力30萬t/a，井田內曾開采2、3號煤層，整合后全井田共布置3個井筒，擬計劃開采9+10號煤層，尚屬基建礦井。古寨煤礦1979年建井，1982年投產，批準開采1、2、3號煤層，井田面積為1.0804km2，為開采2號煤層，一對斜井位于其井田東部，見煤后采用條帶式布置，由開采水平在條帶內直接布置回采工作面，西部為采空區，東部為剝蝕及風氧化區。9+10號煤層南部邊界有私開小煤窯，形成一小片采空區。與本井田無越界行為,其采空區距本井田較遠,積水對本井田煤層開采無影響。西溝煤礦位于古寨村東部，井田面積0.9832km2，批準開采2、3號煤層，一對斜井位于其井田北部，見煤后采用條帶式布置工作面，采煤方法為走向長壁式回采，2號煤層南部為采空區，剝蝕區及風氧化區，3號煤層北部小面積采空區。與本井田無越界行為,其采空區距本井田較遠,積水對本井田煤層開采無影響。

　　2、財源煤礦

　　位于本井田東南，井田面積0.4266km2，生產能力為15萬t/a，批準開采9+10、11號煤層，主采9+10號煤層，采高2.3m，該礦于2008年9月16日經有關部門責令停產關閉，根據2005年2005年瓦斯等級和CO2涌出量鑒定結果:財源煤礦瓦斯相對涌出量為4.82m3/t,絕對瓦斯涌出量為0.57m3/min；二氧化碳相對涌出量為2.53m3/t,絕對涌出量為4.23m3/t,確定該礦為低瓦斯礦井。與本井田無越界行為,其采空區距本井田較遠,積水對本井田煤層開采無影響。

　　三、兼并重組后設備設施利用情況

　　辦公樓主體工程已經完成，建筑面積2980m2，主井絞車房完成，絞車已安裝到位，綜采車間已全部完成，鋼結構，建筑面積810m2,10Kv變電所已建成，安裝2臺500KVA變壓器。需進行擴建，澡堂已完成，磚混結構，建筑面積300m2，需按900kt/a擴建，食堂已完成，建筑面積300m2。

　　井下主斜井已經施工383m。

　　礦井現有單滾筒JK-2/20型礦用絞車一臺，已新購雙滾筒2JK-2.0/20型提升機一臺。

　　第二章兼并重組整合的條件

　　第一節資源條件

　　一、井田地質勘探程度及地質報告批準文號

　　2010年3月山西省煤炭地質114勘查院編制提交了《山西金暉隆泰煤業有限公司兼并重組整合礦井地質報告》，2010年7月28日，山西省煤炭工業廳以晉煤規發【2010】722號文《關于山西金暉隆泰煤業有限公司兼并重組整合礦井地質報告的批復》對該地質報告進行了批復。先期開采地段達到勘探程度。

　　二、地層及地質構造

　　（一）地層

　　井田內分布不均，由北向南出露上石盒子組下段、下石盒子組及山西組地層，北部第四系松散沉積物以不整合大面積覆蓋于各時代地層之上。現依據井田鉆孔揭露資料，結合地表出露情況，對井田內的地層由老到新分述如下：

　　1、奧陶系中統峰峰組(O2f)

　　本組為含煤地層的沉積基底。主要由灰～深灰色中厚層狀的石灰巖、泥質灰巖組成，局部含白云質灰巖。頂部含較多的星散狀黃鐵礦，下部常夾有薄層狀、似層狀的石膏層，為淺海相沉積地層。頂部為古風化殼。地層厚度為162.8m。

　　2、石炭系中統本溪組(C2b)

　　巖性由灰色、灰黑色鋁土巖、泥巖、粉砂巖、石英砂巖組成，底部沉積有山西式鐵礦，其厚度和品位很不穩定。地層厚度為28.75-30.97m，平均29.86m。平行不整合于峰峰組地層之上。

　　3、石炭系上統太原組(C3t)

　　為本井田主要含煤地層，自K1砂巖底至K7砂巖底，地層厚度為90.81-116.37m，平均107.09m。與下伏地層呈整合接觸。主要由灰白色、灰黑色砂巖、粉砂巖、泥巖、石灰巖組成。含豐富的動物化石，旋回結構清楚，橫向穩定性好，易于對比。

　　4、二迭系下統山西組(P1s)

　　K7砂巖底至K8砂巖底，整合于下伏地層之上。地層厚度為53.10-65.25m，平均57.63m。巖性主要由灰色的細粒砂巖、灰黑色粉砂巖、泥巖和1、2、3號煤層組成，其中1部分可采煤層，2、3號煤層為先期開采地段大部可采的較穩定煤層。底部K7砂巖為細粒長石石英砂巖，巖性及厚度變化大。

　　5、二迭系下統下石盒子組(P1x)

　　K8砂巖底至K10砂巖底，與下伏地層呈整合接觸。根據其巖性、巖相特征，劃分為上、下兩段：

　　下段(Plx1)

　　K8砂巖底至K9砂巖底，地層厚度為39.79-50.85m，平均45.32m。以灰色、綠灰色中、細粒砂巖為主，夾深灰色、灰黑色粉砂巖、泥巖，局部夾薄層煤線，頂部為黑灰色泥巖。底部K8砂巖為灰色、灰白色細粒石英長石砂巖，具直線型斜交層理和斜層理，局部含泥質斑塊。

　　上段(Plx2)

　　K9砂巖底至K1O砂巖底，地層厚度為62.87-65.15m，平均64.01m。底部K9砂巖為灰白色中粒砂巖。其上為互層狀綠灰色、灰色中、細粒砂巖和灰綠色泥巖、粉砂巖。頂部為一層狀灰綠色與紫紅色花斑相間、含鮞狀鐵質結核的泥巖，俗稱“桃花泥巖”可作為確定K1O砂巖的輔助標志。

　　6、二迭系上統上石盒子組(P2s)

　　井田內只出露下段(P2s1)下部地層，厚度約70.00m。與下伏地層呈整合接觸。主要由淺黃色和灰色的細粒砂巖、粉砂巖、暗紫色泥巖組成。

　　底部K10砂巖為灰白色中粒長石石英雜砂巖，含少量的白云母、黑云母等，底部常含有細礫巖，具泥質包裹體。

　　7、第四系全新統（Q4）

　　主要分布井田中部大柵下游地段，巖性以礫層、粉土及砂礫組，厚度0-6.5m。

　　8、第四系上更新統（Q3）

　　底部多為砂層及砂礫層，中部為灰黃色亞粘土和亞砂土，上部為灰黃色亞粘土夾古土壤條帶。厚度3.5-16.5m。

　　9、第四系中更新統（Q2）

　　為棕紅、黃褐色亞粘土、亞砂土組成。厚度5.5-32.50m。

　　（二）構造

　　井田總體構造形態為一向北東傾伏的寬緩向斜構造，地層傾角5—15°。在北部原萬峰鐵水井田發育兩條正斷層，落差均在100m以上。組成地壘構造，中部發育王和南斷層，落差在40-200m，向南為階梯式下降，井田主要構造分述如下：

　　1、褶曲

　　鐵水溝向斜：向斜軸由井田西南部向井田北東部沿伸通過，向北東傾伏，軸部出露下石盒子頂部及上石盒子組下部地層。兩翼不對稱，西北翼出露太原組、山西組、下石盒子組、上石盒子組地層，走向北北東，傾向南東東，地層傾角5—15°。東南翼出露下石盒子組地層，走向北東，傾向北西，地層傾角5—10°。

　　2、斷層

　　⑴鐵水溝北正斷層：位于本井田北側鐵水溝村北、關子嶺北，走向北東東，傾向北北西，落差150—100m，傾角70°，由西向東落差逐漸變小，上盤出露上石盒子組上段（P2s2）地層，下盤出露上石盒子組下段（P2s1）地層。

　　⑵坡底北正斷層（F3）：位于本井田北部，坡底村北，走向北東東，傾向南南東，落差80—300m，傾角65°，由西向東落差逐漸變小。上盤出露上石盒子組地層，下盤出露下石盒子組地層。

　　⑶王和南正斷層：位于井田中部，走向北東東，傾向南南東，落差40-200m，傾角65°，向西落差很快變小。

　　⑷鐵5號鉆孔東北正斷層

　　位于鐵5號鉆孔東北150m處，走向北東，傾向北西，落差10m，傾角70°，斷層北部為二疊系下統下石盒子組上段地層，向南部延伸被黃土覆蓋。

　　⑸鐵6號鉆孔北正斷層

　　位于鐵6號鉆孔北40m處，走向北東東，傾向北北西，落差25m，傾角70°，斷層東西兩頭為二疊系下統下石盒子組地層，中部黃土覆蓋。

　　⑹F2正斷層

　　位于王和南斷層南側，走向北東東，傾向南南東，落差10-30m，傾角70°，井田內延長約900m。

　　⑺F1正斷層

　　位于井田南端西南角，在2003號孔以東的山上，落差80m左右，傾角70°，走向北弱東，傾向北北西，區內延伸長度500m，傾角70°左右。

　　3、陷落柱

　　鐵水溝煤礦在開拓過程中，遇有一長軸45m的陷落柱，在勘探過程中未發現陷落柱，但是隨著開采面積的增大，還會有陷落柱呈現出來。

　　4、巖漿巖

　　井田內未發現巖漿巖，煤層及煤質均不受巖漿巖的影響。

　　井田構造屬于中等類。

　　三、煤層及煤質

　　（一）、含煤性

　　本井田含煤地層主要為上石炭統太原組和下二疊統山西組。

　　山西組平均厚度57.63m，含煤2－4層，含煤總厚度為1.21－2.36m，平均2.07m，含煤系數5.41％。山西組含煤性總的特點是煤層層數多，單層厚度小，變化大，達可采厚度的層數少，其中2、3號煤層為先期開采地段大部可采的較穩定煤層。1號煤層為不穩定，零星可采煤層。

　　太原組平均厚度107.09m，含煤5－7層，總厚度為4.44－10.90m，平均7.39m，含煤系數6.98％。總的特點是煤層層數多，達可采厚度者層數較少，但可采煤層厚度較大。其中9＋10號、11號煤層為本區穩定的可采煤層，6號煤層為先期開采地段大部可采的較穩定煤層，7號、8號煤為不穩定的不可采煤層。

　　（二）、可采煤層

　　本井田共含煤10層，自上而下編號分別為1、2、3、6、7、7下、8、9、10、11號煤層，其中2、3、6、9、10、11號煤層屬可采煤層見表2-1-1，可采煤層分

　　1、2號煤層

　　位于山西組中部，煤層厚度0.30—0.95m，平均厚度0.68m。結構簡單，層位穩定，上距1號煤層13.35—21.15m，平均17.33m。頂板多為砂質泥巖、泥巖，底板均為泥巖。可采范圍分布在井田的北部先期開采地段的中部，屬先期開采地段大部可采的較穩定煤層，井田南部為零星可采，屬局部可采的不穩定煤層。井田內及周邊均因煤質好，0.60m以上均在開采。

　　2、3號煤層

　　位于山西組中下部，先期開采地段煤層厚度0—1.10m，平均厚度0.56m。結構簡單厚度變化大，上距2號煤層平均12.20m。頂底板均為泥巖或砂質泥巖，可采范圍主要分布在井田的先期開采地段的東部，屬先期開采地段大部可采的較穩定煤層。井田南部推斷東南邊緣可采，本層井田內屬局部可采的不穩定煤層。井田內原紅蓮礦開采過，周邊未有開采。

　　3、6號煤層

　　位于太原組中上部，K3、K4石灰巖之間，上距K4石灰巖6.65—7.30m，平均7.08m，下距K3石灰巖7.80—10.60m，平均9.08m。先期開采地段煤層厚度0—1.05m，平均厚度0.78m。煤層結構簡單，層位穩定，頂板為泥巖，底板為粉砂巖或砂質泥巖，本煤層在鐵6號孔尖滅，其它范圍均可采，屬先期開采地段大部可采的較穩定煤層，井田南部2003鉆孔為尖滅，推斷為不可采煤層。井田內未有開采，較遠的西坡開采過。

　　4、9號煤層

　　位于太原組下部K2石灰巖之下，先期開采地段煤層厚度1.50—3.15m，平均厚度2.58m，中上部常含一層0.1—0.3m厚含炭質泥巖，夾石層位穩定，厚度變化不大，頂板K2石灰巖，局部具泥巖偽頂，底板為泥巖。屬先期開采地段全區可采的穩定煤層。南部合并為9+10號煤層，2003鉆孔厚度為3.35m，夾石厚0.40m屬全區可采穩定煤層。只有井田西南財源煤礦開采。

　　5、10號煤層

　　位于太原組下部，先期開采地段9號煤層之下，上距9號煤層3.05—4.00m，平均3.58m。10號煤層厚0.60—2.10m，平均厚度1.38m，結構簡單一般不含夾石，頂板為砂質泥巖或泥巖，底板為粉砂巖或砂質泥巖。本層在先期開采地段的鐵6號孔中不可采，屬大部可采的穩定煤層。井田南部推斷為與9號煤層合并。

　　6、11號煤層

　　位于太原組下部10號煤層之下，先期開采地段，上距10號煤層2.30—5.30m，平均3.35m。煤層厚度1.35—2.60m，平均厚度2.06m，中部常含一層0.25—0.30m厚的夾石，結構簡單，頂板為泥巖或砂質泥巖，底板多為泥巖，局部為砂質泥巖，屬先期開采地段可采的穩定煤層。井田南部2003鉆孔厚度為2.47m，含0.27m夾石，推斷為可采穩定煤層。井田及周邊未有開采。

　　（三）、煤質

　　1、煤的物理性質和煤巖特征

　　2號、3號煤層：黑色，強玻璃光澤，斷口具參差狀，裂隙發育，條帶狀結構。9號、10號煤層：黑色，強玻璃光澤，斷口具階梯狀，裂隙較發育，條帶狀結構。6號、11號煤層：黑色，強玻璃光澤，斷口具階梯狀，裂隙不發育，條帶狀結構。

　　各可采煤層一般以亮煤、暗煤為主，夾少量鏡煤和絲炭，條帶狀結構，層狀構造，屬半亮型煤-半暗型煤。

　　各可采煤層顯微煤巖組分：鏡質組含量介于60-90%之間，平均在80%左右，主要為基質鏡質體和均質鏡質體。半鏡質組含量介于1-6%之間，平均在2.5%左右，多為無結構的團塊狀，棉絮狀。絲質組含量介于5-30%，平均在15%左右，多為半絲質體、粗粒體、碎屑體。無機組分含量除11號煤層平均在20%左右外，其余煤層均在10%左右，主要以粘土為主，呈分散狀和充填狀，可見少量的黃鐵礦和次生方解石（多在9+10號煤層見到）

　　各煤層鏡煤最大反射率一般在1.50-1.60%間，屬第Ⅳ變質階段，相當于焦煤。

　　2、煤的化學性質、工藝性能及煤類

　　⑴2號煤層

　　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%。

　　揮發分（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%。

　　發熱量（Qnet,v,ad）：平均25.030MJ/kg

　　粘結指數（GR.I）：浮煤68-92，平均85。

　　膠質層最大厚度（Y）：浮煤9.0-20.0mm，平均16.5mm。

　　根據煤炭質量分級GB/T15224.1.2（煉焦用煤分級）和中國煤炭分類國家標準GB5751-86，該煤層屬低灰、低硫、強粘結-特強粘結的焦煤。

　　⑵3號煤層

　　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%。

　　揮發分（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%。

　　發熱量（Qnet,v,ad）：平均23.612MJ/kg。

　　粘結指數（GR.I）：浮煤在90-94，平均93。

　　膠質層最大厚度（Y）：浮煤20.0-23.0mm，平均21.2mm。

　　根據煤炭質量分級GB/T15224.1.2（煉焦用煤分級）和中國煤炭分類國家標準GB5751-86，該煤層屬低灰、中低硫-中硫、特強粘結的焦煤。

　　⑶6號煤層

　　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%。

　　揮發分（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%。

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

　　粘結指數（GR.I）：浮煤在87-95，平均91。

　　膠質層最大厚度（Y）：浮煤15.0-23.5mm，平均19.6mm。

　　根據煤炭質量分級GB/T15224.1.2.3（煉焦用煤分級）和中國煤炭分類國家標準GB5751-86，該煤層屬低灰-高灰、中低硫-中硫、特強粘結的焦煤。

　　⑷9號煤層

　　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%。

　　揮發分（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%。

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

　　粘結指數（GR.I）：浮煤72-90，平均85。

　　膠質層最大厚度（Y）：浮煤9.0-20.0mm，平均15.5mm。

　　根據煤炭質量分級GB/T15224.1.2.3（煉焦用煤分級）和中國煤炭分類國家標準GB5751-86，該煤層屬特低灰-低灰、中高硫-高硫、強粘結-特強粘結的焦煤。

　　⑸10號煤層

　　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%。

　　揮發分（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%。

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

　　粘結指數（GR.I）：浮煤在79-88，平均83。

　　膠質層最大厚度（Y）：浮煤11.5-15.0mm，平均13.1mm。

　　根據煤炭質量分級GB/T15224.1.2.3（煉焦用煤分級）和中國煤炭分類國家標準GB5751-86，該煤層屬低灰-中灰、中低硫-高硫、強粘結-特強粘結的焦煤。

　　⑹11號煤層

　　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%。

　　揮發分（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%。

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

　　粘結指數（GR.I）：浮煤在72-82，平均77。

　　膠質層最大厚度（Y）：浮煤12.0-13.5mm，平均12.4mm。

　　根據煤炭質量分級GB/T15224.1.2.3（煉焦用煤分級）和中國煤炭分類國家標準GB5751-86，該煤層屬低灰-中灰、低硫-中低硫、強粘結的焦煤。

　　3、煤的可選性

　　煤的可選性評價采用±0.1含量法評定（GB/16417-1996）：

　　假定精煤灰分為10%時，理論精煤回收率為81.00%，可評為“優等”，理論分選比重為1.81，±0.1含量為1.30%，則可選性等級屬“易選”。

　　4、煤質及工業用途評價

　　按現行中國煤炭分類標準（GB5751-86）劃分本井田各可采煤層煤類及煤質特征如下：

　　2號煤層屬低灰、低硫、強粘結-特強粘結的焦煤。

　　3號煤層屬低灰、中低硫-中硫、特強粘結的焦煤

　　6號煤層屬低灰-高灰、中低硫-中硫、特強粘結的焦煤。

　　9號煤層屬特低灰-低灰、中硫-高硫、強粘結-特強粘結的焦煤。

　　10號煤層屬低灰-中灰、中低硫-高硫、強粘結-特強粘結的焦煤。

　　11號煤層屬低灰-中灰、低硫-中低硫、強粘結的焦煤。

　　井田內各可采煤層均為焦煤，洗選后，如果灰分和硫分達工業要求，可直接作煉焦用煤；洗選后，如果灰分和硫分超過工業指標，降灰脫硫后可作煉焦用煤。

　　從以上煤質化驗指標及煤的工藝性能和浮煤回收率來看，本井田各可采煤層經洗選后均可作為煉焦用煤，中煤及尾煤可作為燃料用于發電、民用等。

　　四、其他開采技術條件

　　1、煤層頂底板巖石工程地質特征

　　⑴2號煤層

　　頂板多為粉砂巖或泥巖，粉砂巖可占到60%左右,厚度一般在1.70-3.20m，巖性以灰黑色、深灰色為主，裂隙不甚發育，淺部地帶具有風化裂隙，據煤礦調查，頂板為泥巖時，組成了不穩定的頂板、粉砂巖時可達到中等穩定的頂板。底板多為泥巖或粉砂巖，泥巖可占到60-70%，厚度在2.20-3.50m,無底鼓現象,一般可組成穩定的底板。

　　⑵3號煤層

　　頂板多為細粒砂巖，厚度1.30-2.20m,厚層狀,成分以石英為主,次為長石,一般可組成穩定的頂板；底板多為粉砂巖，占70%，次為細砂巖，組成了穩定的底板。

　　表2-1-3新超煤業鉆孔巖石頂底板力學特性強度單位：Mpa

　　⑶6號煤層

　　頂板多為粉砂巖、泥巖，粉砂巖可占70-80%，極少量的細粒砂巖、粉砂巖厚度2.30-5.50m,泥巖厚度1.80-2.50m，裂隙不甚發育，一般組成了不穩定的頂板。底板為泥巖，厚度1.20-2.00m,無裂隙,組成了不穩定的底板。

　　⑷9+10號煤層

　　頂板為石灰巖，厚度2.50-10.00m,厚層狀,質堅硬，性脆，淺部地帶具有裂隙，組成了穩定性的頂板。底板多為泥巖、粉砂巖，泥巖占到55%，厚度11.0-2.50m，組成了較穩定的底板。

　　⑸11號煤層

　　頂板為粉砂巖，厚度1.80-3.50m,厚層狀,裂隙不甚發育,組成了穩定差—中等的頂板。底板以泥巖為主，厚度2.00-4.70m，裂隙不發育，組成了穩定性的底板。

　　井田內沒有有采取過頂底板巖石力學測試，本設計各煤層頂底板巖石力學特征以井田東南新超煤業鉆孔巖石頂底板力學測試為參考。見表2-1-3。

　　2、瓦斯、煤塵、煤的自燃性及地溫

　　1）瓦斯

　　井田內鐵水溝煤礦，據山西省煤管局晉煤安發[2006]39號文，瓦斯等級鑒定2號煤層2005年瓦斯絕對涌出量為0.34m3/min，相對涌出量為6.99m3/t，縣初審等級低，上年度2004年瓦斯涌出量為0.17m3/min,相對瓦斯涌出量為3.18m3/t，鑒定等級為低瓦斯礦井，2005年瓦斯批復等級為高瓦斯礦井,備注為上年度高，分析原因早年曾出現過高瓦斯，根據2004、2005年度的鑒定應為低瓦斯礦井。

　　井田內大柵煤礦，據山西省煤營向晉煤安發[2006]39號文，2號煤層瓦斯等級鑒定2005年度絕對涌出量0.29m3/min,相對涌出量4.91m3/min，市審查等級低，2004年度絕對涌出量0.39m3/min,相對涌出量3.7m3/min，鑒定等級低瓦斯礦井，2005年批復高管瓦斯礦井。

　　井田鄰近財源煤礦，據長煤局安發[2007]717號文，開采9+10號煤層，井下瓦斯絕對涌出量為0.73m3/min,瓦斯相對涌出量為3.50m3/t，CO2絕對涌出量為0.88m3/min,CO2相對涌出量為4.20m3/t，屬低瓦斯礦井,批復等級為低瓦斯礦井。

　　2010年7月，河南理工大學編制了《山西金暉隆泰煤業有限公司礦井瓦斯涌出量預測研究報告》，根據該報告，礦井聯合開采6號、9號煤層的礦井瓦斯涌出量進行了預測，預測結果為：金暉隆泰煤業有限公司在開采6號、9號煤層時，最大瓦斯相對用涌出量為4.12m3/t。礦井屬于低瓦斯礦井。2010年8月11日，山西省煤炭工業廳以晉煤瓦發【2010】784號文《關于山西金暉隆泰煤業有限公司礦井瓦斯涌出量預測的批復》對該報告進行了批復。

　　按照《煤礦安全規程》第133條的規定，可以看出隆泰煤業有限公司6號、9號煤層聯合開采時，礦井屬低瓦斯礦井。

　　所以本次設計暫按低瓦斯礦井進行設計，在揭露煤層后，立即進行瓦斯參數測定工作，重新確定礦井瓦斯等級，進一步完善通風設計，以確保礦井安全生產。

　　2）煤塵爆炸性及煤的自燃性

　　井田內鐵水溝煤礦2004年2號煤層煤塵爆炸性鑒定結果：火焰長度380mm，最大巖粉用量75%，2號煤層有爆炸性危險。吸氧量為0.6744cm3/g，自燃等級為Ⅱ，傾向性為自燃。井上原煤4—6個月發生自燃。

　　井田內大柵煤礦2004年山西省煤炭工業局綜合測試中心對2號煤層煤塵爆炸鑒定結果：火焰長度大于400mm，加巖粉量為80％，2號煤層煤塵有爆炸危險性。吸氧量為0.7659cm3/g，自燃等級為Ⅰ類，即屬容易自燃煤層。自燃發火期為90天。

　　鄰近礦井新超煤業，2008年9月17日，在掘進工作面采取3號煤層樣，由國家煤及煤化工產品質量監督檢驗中心檢驗結果，煤塵火焰長度為50mm，抑制煤塵爆炸最低巖粉、煤塵用量為30%，3號煤層有爆炸危險性。煤的吸氧量為0.36cm3/g，自燃傾向性等級為Ⅲ類，屬不易自燃，

　　鄰近礦井西坡煤業，2008年9月由山西省煤炭工業局綜合測試中心對6號煤煤樣鑒定結果：煤塵火焰長度為60mm，抑制煤塵爆炸最低巖粉、煤塵用量為55%，具有爆炸危險性，煤的吸氧量為0.8608cm3/g，自燃傾向性等級為Ⅰ類，屬容易自燃煤層。

　　鄰近礦井新超煤業，2008年9月17日，在掘進工作面采取9+10號煤層樣，由國家煤及煤化工產品質量監督檢驗中心檢驗結果，煤塵火焰長度為40mm，抑制煤塵爆炸最低巖粉、煤塵用量為30%，有爆炸危險性。煤的吸氧量為0.7309cm3/g，自燃傾向性等級為Ⅰ類，屬容易自燃，

　　表2-1-4煤塵爆炸性及煤層自燃傾向性鑒定結果

　　鄰近礦井甲義晟煤業，2009年7月15日，JYS-5號鉆孔采取9、10、11號煤層樣，由國家煤及煤化工產品質量監督檢驗中心檢驗結果，煤塵火焰長度為50mm，抑制煤塵爆炸最低巖粉、煤塵用量為25%，有爆炸危險性。煤的吸氧量為分別為0.76cm3/g、0.72cm3/g，自燃傾向性等級均為Ⅰ類，屬容易自燃煤層，詳見表2-1-4。

　　煤塵爆炸性及煤層自燃傾向性鑒定結果

　　3）地溫地壓

　　根據沁源詳查地質報告，百米以下地溫梯度遞增范圍在0-3.1℃。基本均值范圍在0.1-1.49℃，無異常變化，為地溫常溫區。整合前各礦在生產過程中均未出現地溫異常現象，只要礦井通風良好，一般不會發生熱害。

　　五、水文地質條件

　　（一）區域水文地質

　　井田屬黃河流域汾河水系，東南側為龍鳳河，龍鳳河發源于井田東約11km的西溝村為季節性河流，雨季出現洪水流。短時減為溪流，水流由東向西流于古寨與南流的王濤河向西流入介休境內入汾河，汾河南流折西于河津入黃河。

　　按照《中國北方主要煤礦區水文地質圖集》的劃分，本區屬于霍山巖溶水系統，構成獨立的水文地質單元，這是奧陶系構造巖溶水的運動特征。霍山背斜以南北走向聳立于礦區西側，背斜軸部出露地層為元古界及下古生界地層，兩翼出露大面積碳酸鹽巖地層，成為地下水的補給區，出露面積約1420km2，背斜西翼受霍山大斷裂和太谷大斷裂的切割。地下水向南北徑流，構成南北兩個水文地質單元。北單元為介休洪山泉域，泉水從第四系砂礫石中溢出，流量1.4－2.3m3/s，水溫14℃，水化學類型為重碳酸鹽硫酸鹽型，礦化度0.48g/L；南單元洪洞廣勝泉，位于洪洞縣城東北15km，霍山背斜的南端與霍山斷裂的交匯處，泉口標高581.60m，流量4.53m3/s，水溫14℃，水化學類型重碳酸鹽硫酸鹽型，礦化度0.31－0.56g/L；二者水化學類型和礦化度基本近似。本區屬于洪山泉域，位于泉域中北部地帶。

　　區域含水層

　　1、第四系沖積洪積含水層：多分布于較好，為村鎮工農業用水的重要水源之一。

　　2、二疊系砂巖裂隙含水層：區域內廣泛出露，多見有小泉水出露，具有一定含水性，但一般富水性較弱。

　　3、上石炭統石灰巖溶裂隙含水層組：主要為太原組三層石灰巖含水層，其含水性隨埋藏深度和所處構造位置不同而變化，為區域主要含水層之一。

　　4、奧陶系石灰巖溶裂隙含水層：區域西部廣泛出露且為地下水補給區，本含水層含水豐富，水質好，為區域主要含水層。

　　區域隔水層

　　隔水層有本溪組鋁土質泥巖或鋁土巖，2號煤層底板至K2灰巖之間的粉砂巖、泥巖等；山西組頂界以上泥巖、粉砂巖等組成。

　　（二）礦井水文地質條件

　　本井田地表水屬黃河流域汾河水系的龍鳳河流，井田內僅為沖溝，平時為溪流。，溝谷內在雨季遇暴雨時，有短時聚集，井口附近洪水位標高在1426m左右，井口標高最低為1436m。因此，洪水位對井口及工業廣場影響不大。所以對煤層的開采影響不大或基本無影響。

　　1、含水層

　　井田內及周圍的含水層自上而下有：

　　⑴第四系砂礫巖層孔隙含水層

　　分布在山澗河谷地帶，巖性為黃白色砂質粘土、砂礫層組成，厚度變化大，含水性好，厚度大時可成為中等富水性的含水層。

　　⑵上石盒子組底部K10砂巖裂隙含水層

　　砂巖含水層較穩定，一般厚4.00m左右，巖性為黃綠色，中粒石英長石砂巖，埋藏淺時，風化裂隙發育，富水性與蓄水構造有關，一般在地形切割地帶以泉水形式排泄，因此，該層屬弱富水性裂隙含水層。

　　⑶下石盒子組（K8）砂巖裂隙含水層

　　砂巖含水層位于1號、2號煤以上，為煤層直接充水含水層，裂隙稍發育至較發育，富水性與蓄水構造及風化裂隙有關，一般則為含水性較弱的含水層。鉆孔抽水試驗單位涌水量只有0.0016L/s·m，水位標高1288.50m，含水性微弱，因此，含水層為弱富水性裂隙含水層。

　　⑷山西組底部（K7）砂巖裂隙含水層

　　砂巖含水層為1號、2號煤層底板直接充水含水層，裂隙不發育或稍發育，鉆孔鉆進消耗量一般在0.2m3/h以下，含水性微弱，因此，該層屬弱富水性裂隙含水層。

　　⑸太原組（K4、K3、K2）石灰巖巖溶含水層

　　K4、K3石灰巖，厚度變化大，裂隙不甚發育，含水性弱，K2、K2上石灰巖含水層為下組9+10+11號煤層直接充水含水層，一般厚7.00m左右，淺部地帶裂隙發育，鉆孔鉆進消耗量出現15.00m3/h的全漏，表明具有一定的富水性，深部地帶含水性減弱，南部2010號孔，鉆孔抽水試驗單位涌水量0.009L/s·m，鐵4號孔本組抽水試驗，單位涌水量為0.0092L/s·m，滲透系數為0.053m/d，水位標高為1387.13m。因此，弱富水性裂隙含水層。

　　⑹奧灰石灰巖巖溶含水層

　　奧灰是煤系地層下伏的主要含水層，西部淺部巖溶發育，富水性強，向東隨埋藏增加，巖溶發育減弱，含水性減弱。上段厚58.62m巖性為致密塊狀質純石灰巖，裂隙較發育，局部具角礫狀，下段厚103.56m巖性為泥質灰巖或角礫狀泥質灰巖，間具脈狀、網格狀、薄層狀石膏，為相對隔水層。南約5km的2010號孔峰峰組單位涌水量只有0.0036L/s·m，水位標高1130.09m，為弱富水性裂隙含水層，井田東側新超供水井，馬家溝巖溶水為1034m，出水量32m3/h，因此，該層為含水弱—中等富水性溶隙含水層。

　　2、隔水層

　　⑴中石炭統本溪組，主要隔水巖層為鋁質泥巖，一般厚度26.75m左右，系一較好的隔水層。

　　⑵上石炭統及下二疊統，主要由具有可塑性泥巖，砂質泥巖組成，各層砂巖間及灰巖間均有泥巖分布，一般厚2.00m至數米不等，可起到良好的層間隔水作用。

　　3、地下水補、徑、排條件

　　煤礦區內含水層地下水補給以大氣降水補給為主，局部接受雨季沖溝洪水補給，補給有限，砂巖及太原組石灰巖受周圍地形切割強烈條件的影響，決定了地下水徑流距離短，并以淺部地帶為主，受地形切割以泉的形式予以排泄，奧灰巖溶水主要受上部含水層在斷層地帶側向補給，向北徑流，在介休洪山予以排泄。

　　（三）礦井充水因素

　　1.地表水對礦井開采的充水影響

　　井田東鄰龍風河上游，為季節性河流，低于西部開采煤層，對礦井開采不會產生影響，井田內無河流，僅為沖溝，雨季可出現洪水流，但短時減少為溪流或枯竭，由于有隔水巖層的存在，一般對礦井開采影響不大，但在上覆變薄河谷地帶，由于開采塌陷裂隙的出現，使得礦井涌水量在雨季增大，應加以防范。

　　2.地質構造對礦井開采的充水影響

　　井田為傾向北東，并伴隨著與傾向一致的寬緩褶曲的單斜構造，斷層較發育，且落差較優大，是承受大氣降水滲漏補給地下水的良好環境，但井田地形切割除強烈，有利于地表水和地下水排泄的排泄，使得各含水層均以弱富水性為主，但構造破碎帶可基巖風化裂隙水或采空區積水進入巷道，對礦井開采產生一定的影響或事故，應引起礦方的重視，加以防范。

　　2號煤層開采形成的導水裂隙帶約根據“三下”采煤開采規程公式

　　，目前采空區上覆蓋層均較厚，地表水流對其影響不大，可能在局部沖溝地帶，覆蓋層變薄，最薄處小于23m，地表水流將可能通過導水裂隙入滲巷道，再者隨著覆蓋層變薄，導水裂隙帶可與基巖風化帶裂隙水發生水力聯系，使得礦井涌水量增大，因此，礦方要加強觀測，做好防范措施。

　　9、10、11號煤層開采形成的導水裂隙帶約根據“三下”采煤開采規程公式

　　，目前尚未開采。由于9號煤層距2號煤層的采空區約100m左右，一般不會使得采空區積水通過導水裂隙帶進入巷道，但可以通過斷裂構造疊加的情況下，使得采空區積水進入巷道或采空區，因此，在開采9+10號煤層一定要引起礦方的注意。

　　3.含水層對礦井開采的充水影響

　　井田內砂巖含水層，均以弱富水性為主，總體對礦井開采影響不大，局部富水性有所增加，只要加強水文地質工作，注意防范，就可避免事故的發生。

　　太原組石灰巖含水層富水性可達中等，由于石灰巖含水層具有不均一性，使得含水層的富水性發生變化，鉆進過程中出現了12.00m3/h的全漏，可以說明裂隙發育，富水性明顯增加，因此，應在開采過程中加強水文地質工作，防止事故的發生。

　　奧灰巖溶水是井田的主要含水層，主要發育在上、下馬家溝組，富水性達中等以上，水位1030m左右，低于井田11號煤層的最低標高1090m，因此，井田內不存在奧灰巖溶水帶壓開采。

　　4.采空區積水對礦井開采的充水影響

　　井田內開采2、3號煤層，充水水源主要為頂板砂巖裂隙水，由于地層總體向東傾斜，西部埋藏較淺，并出現2、3號煤層露頭，這樣頂板砂巖裂隙水與基巖風化帶裂隙水發生水力聯系，頂板裂隙水相對較大，隨著埋深的增加，頂板裂隙水將減弱，礦井涌水量明顯顯示這一特點，虎限煤礦和鐵水煤礦開采2號煤層時相對埋藏淺，基巖風化帶裂隙水與頂板砂巖裂隙水發生靠近水力聯系，礦井涌水量偏大，涌水量在100-160m3/d，而相對靠近東部的鐵水煤礦和大柵煤礦開采時礦井涌水量在40-90m3/d，礦井在生產過程中均能將礦井水排至地面，礦井關閉后，逐漸形成了采空區積水。

　　（1）先期開采地段采空區積水

　　礦井周圍各礦與本礦無越界開采現象，先期開采地段為鐵水溝煤礦和原紅蓮煤礦分別開采過2、3號煤層，原鐵水溝煤礦位于先期開采的地段的西南部，只開采過2號煤層，原紅蓮煤礦位于先期開采的地段的東北部，分別開采過2、3號煤層，據采空區所處地質條件和井巷相對位置，對各開采煤層采空區積水進行了預測計算，其預測結果詳見表：

　　采空區積水計算采用公式：

　　式中：Q——采空區積水量（m3）

　　S——采空區投影面積（m2）

　　α——煤層傾角

　　M——煤層平均厚度（m）

　　K——充水系數（0.1）

　　表2-1-53號煤層采空區積水量匯總表

　　經計算井田內先期開采地段2號煤層采空區積水量約35100m3,3號煤層采空區及水量約19000m3,因此礦方在開采過程中應引起高度重視，采取防范措施，防止事故發生。

　　井田先期開采地段周邊無生產礦井及采空區積水。

　　（2）井田南部地段采空區積水

　　井田南部有原虎限煤礦，位于井田的西南角淺埋藏地帶開采過2號煤層，積水量約4300m3，原大柵煤礦位于井田東南部，只開采過2號煤層，積水量約5100m3，其南部舊井田采空區積水約4900m3。隨著時間的推移，采空區積水還將增加，礦方在開采過程中一定要加強水文地質工作，加強探放水工作，防止事故發生。

　　（3）周邊礦井采空區積水

　　周邊礦井主要是東南為古寨村煤礦，開采2號煤層，且采空區范圍大，存大量積水，與本礦界井無越界開采，且遠離先期開采地段，相距2km以上，在將來的開采過程中一定要防止其采空區積水對本井田開采的影響。

　　（四）礦井水文地質類型（先期開采地段）

　　綜上所述，上組煤層K8砂巖為頂板直接充水含水層，弱富水性。由于存在采空區積水，因此，礦井水文地質中等類型；下組（9、10、11）煤層K2石灰巖為頂板直接充水含水層，弱富水性。由于存在上組煤層采空區積水，不存在帶壓開采，因此，礦井水文地質條件為中等類型。

　　（五）礦井涌水量預算

　　根據礦井開拓面積，開采2號煤層主要充水水源為頂板K8砂巖裂隙水，根據生產礦井及鄰近生產礦井調查，礦井涌水以頂板淋水為主，并在局部以裂隙縫出水，礦井經過排水渠流到水倉，排水量測量方法以泵量乘以排水時間得，礦井涌水量的變化規律是水量的增大；與降雨量有關系的是淺埋藏地帶，由于風化裂隙以及開采塌陷裂隙，使得礦井涌水量在雨季有所增大。礦井正常涌水量145m3/d，最大涌水量235m3/d。因此，根據礦井規劃先期開采地段面積先期開采地段約2.6km2，斜井開拓，開采2、3、6、9+10、11號煤層，預算先期開采地段井下各煤層涌水量可獲得如下結果：

　　1.預算方法及參數

　　擬采用常規的水文地質比擬法，為采空面積富水系數法，上組用本井田礦井資料，下組鄰近財源煤礦資料。

　　Q0-生產礦井涌出的總水量m3/d

　　Q-設計礦井涌水量m3/d

　　P0-生產礦井開采量t/d（2號煤原紅蓮礦9萬t/a，原鐵水溝礦15萬t/a，9+10煤原財源礦9萬t/a）

　　P-設計礦井開采量2500t/a

　　生產礦井涌水量Q0

　　2號煤層：正常涌水量145m3/d最大涌水量235m3/d

　　9+10號煤層：正常涌水量95m3/d最大涌水量155m3/d

　　2.計算公式和預測結果

　　2號煤層：

　　Q正常=KP×P=0.22×2500=550m3/d

　　Q最大=KP×P=0.35×2500=882m3/d

　　9+10號煤層：

　　Q正常=KP×P=0.38×2500=950m3/d

　　Q最大=KP×P=0.62×2500=1550m3/d

　　3、礦井900kt/a生產能力時涌水量(同時開采6、9+10號煤層)：

　　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。

　　考慮黃泥灌漿后涌水量增加，設計取礦井正常涌水量45m3/h，礦井最大涌水量72m3/h，其中9+10號煤層正常涌水量40m3/h，最大涌水量取65m3/h，6號煤層正常涌水量取5m3/h，最大涌水量取7m3/h。

　　六、對井田勘探程度的評述

　　2010年3月山西省煤炭地質114勘查院編制提交了《山西金暉隆泰煤業有限公司兼并重組整合礦井地質報告》，2010年7月28日，山西省煤炭工業廳以晉煤規發【2010】722號文《關于山西金暉隆泰煤業有限公司兼并重組整合礦井地質報告的批復》對該地質報告進行了批復。

　　1、本次地質報告編制主要依據沁源詳查地質報告的資料，經野外調查及檢查，地形地質圖工作方法正確，地層劃分合理，地質界線清晰，基本地質觀點正確，點密度符合《地質填圖規程》的要求，此次編圖還收集了生產礦井及以往勘查成果，質量可靠。地質報告基本符合《煤、泥炭地質勘查規范》及山西省煤礦企業兼并重組整合礦井建設有關文件的要求，可作為本次兼并重組整合先期開采地段的設計依據。

　　2、詳細查明了先期開采地段總體構造為向北傾伏寬緩向斜構造。區內斷層較發育，并發現陷落柱。井田構造屬中等類。

　　3、詳細研究了含煤地層特征，詳細查明了先期開采地段山西組及太原組可采煤層的層數、層位、厚度和結構及可采情況，主要穩定可采煤層為6、9、10、11號煤層。2、3號為局部可采煤層，目前2、3號煤層已有不同程度的開采。

　　4、對煤礦和鉆孔所見可采煤層的成果及煤質測試結果進行了分析和合理的利用。通過認真分析、研究，基本闡明了主要可采煤層的煤質特征，確定了煤類，化學組成、工藝性能，并評價了工業利用方向。

　　5、查明了井田的水文地質特征，評價水文地質條件為中等類型，預計了各煤層的礦井涌水量。

　　6、先期開采的地段的礦井涌水量。闡述了井田內工程地質巖組劃分特征，煤層頂底板巖性及力學性質，評價了工程地質條件復雜程度。

　　7、查明了老窯、采空區的范圍面積及其積水、積氣、火區情況。

　　8、敘述瓦斯、煤塵、煤的自燃、地溫基本情況，并對整合后礦井的環境地質預測進行了評價。

　　9、對批準開采的各煤層進行了資源儲量估算，井田內共獲得保有儲量5710萬t,其中探明的經濟基礎儲量（111b）為1252萬t，控制的經濟基礎儲量（122b）為457萬t，推斷的資源量(333)為4001萬t。其中探明的經濟基礎儲量（111b）占總量的19%。111b+122b占總量的30%。

　　10、按照礦井設計提供的先期開采地段，面積為2.4773km2，對先期開采地段內先期開采的2、3、6、9、10、11號煤層進行了資源/儲量估算，共獲得保有儲量2263萬t，其中探明的經濟基礎儲量（111b）為1241萬t，占總量的55%，111b+122b為1627萬t，占總量的74%。

　　七、存在問題及建議

　　地質報告能夠滿足先期開采地段設計的要求，但報告中還有一些問題需要進行補充完善和在開采過程中進一步探明。

　　1、構造控制程度不夠。建議抓緊對礦井進行補充勘探，進一步查明井田內斷層、褶曲、陷落柱等地質構造，為礦井今后生產提供可靠的地質資料；

　　2、斷層、先落柱構造導水性分析不夠，建議礦井在今后生產過程中，進一步加強礦井水文地質工作，采取必要的手段，查清各種構造的導水性，確保礦井安全生產；

　　3、井田范圍內新施工的6個鉆孔在煤系地層內均用1:1:0.8（水泥:砂:水）水泥砂漿進行封閉，非煤系地層用黃土進行充填，但未進行啟封檢查，封孔質量不詳，礦井生產過程中應予以重視，必要時必須進行啟封檢查；

　　4、該礦井井田范圍內6號、9號煤層缺乏本井田足夠的瓦斯含量實測數據，建議礦井揭露煤層后，立即對其進行取樣，并報送有國家鑒定資質的單位進行化驗和分析，確定各煤層瓦斯含量，為預計礦井瓦斯涌出量和安全生產提供可靠依據。

　　5、地質報告對周邊礦井采空區積水情況調查分析不夠，對6號煤層涌水量未做預測，建議加強礦井水文地質工作。

　　6、井田內各煤層頂底板未做巖石力學測試，建議補做先期開采地段各煤層頂底板有關測試工作。

　　7、建議加快后期開采區域的地質精查工作，為全井田開拓布置提供可靠依據。

　　第二節外部條件

　　一、外運條件分析

　　本井田東至王和鎮約5km，通過場外道路即與汾-屯公路接運。汾-屯公路全程為瀝青質路面，沿其向北約32km，即到達平遙縣城，與南同蒲鐵路及大運公路接運。因此，本井田煤炭外運條件較好，交通較為便利。

　　該煤礦設計生產能力為900kt/a，屬中型礦井，所生產煤炭主要采用公路運輸方式。

　　據實地調查和現場踏勘，本礦外運各公路均可運行大噸位的載重汽車，經排列計算，現有公路能夠滿足礦井整合后生產能力900kt/a時的煤炭外運要求，煤炭外運條件良好。

　　二、水源情況

　　本區域水資源相對比較豐富，根據地質報告和周邊幾個礦井供水水源，確定礦井生產生活用水可采取開采第四系孔隙水和奧陶系中統上馬家溝組灰巖巖溶水。此外，礦井水經處理后，可作為礦井生產用水的補充水源，用于井下消防及灑水等。

　　三、電源情況

　　山西省電力公司沁源支公司擬在王和鎮古寨村建設110kV變電站，設計裝設2臺40000kVA變壓器，古寨110kV變電站位于礦井工業場地東南約6km處，建成后為山西金暉隆泰煤業有限公司提供35kV專用電源。

　　山西金暉隆泰煤業有限公司礦井供電采用兩回35kV專用電源線路供電，兩回LGJ-120線路分別引自距礦井工業場地東南約6km處的古寨110kV變電站35kV不同母線段。礦井有兩回路電源線路，當任一回路發生故障停止供電時，另一回路能擔負礦井全部負荷。礦井的兩回路電源線上都不得分接任何負荷，確保礦井供電安全可靠。

　　四、市場分析

　　該礦井開采2、3、6、9、10、11號煤層，均為焦煤。焦煤是國內比較緊缺的資源，目前市場供不應求。山西省煤焦炭年產量在7000萬t左右，尤其是介休、孝義、清徐等焦炭集中生產地的煉焦用煤供求矛盾比較突出，再加上各級焦廠在國際上有固定的用戶，焦炭市場供不應求，故焦煤供不應求的矛盾在相當一段時期內難以消除。為此本礦井煤炭主要是用來滿足當地焦化廠煉焦用煤需要。

　　五、礦區內工農業生產及建筑材料等情況

　　本礦井位于山西省沁源縣，為侵蝕較弱的中-低山區。井田內僅有坡底村，區內多為山區荒地，樹木極少，以雜草叢生為主，局部地帶為灌木叢。耕地分布在溝谷邊緣，受干旱影響，農作物產量較低，礦區主要的農作物為玉米。區內未有其它工礦企業。

　　礦井所需鋼材、木材、水泥、各種設備市場上能夠滿足建設需求；磚、石、砂及石灰等本地可滿足需求；當地勞動力較充足；各級政府大力支持該礦建設，因此礦井建設各種外部條件都比較好。

　　第三節兼并重組整合條件綜合評述

　　山西金暉隆泰煤業有限公司井田總體構造形態為一向北東傾伏的寬緩向斜構造，地層傾角5—15°。在北部原萬峰鐵水井田發育兩條正斷層，落差均在100m以上。組成地壘構造，中部發育王和南斷層，落差在40-200m，向南為階梯式下降，井田構造屬于中等類。全區可采煤層為2、3、6、9、10、11號煤層，均為焦煤，先期開采地段水文地質條件總體屬中等類型；為低瓦斯礦井；煤塵有爆炸性，為易燃煤層；煤層現資源/儲量為5710kt。

　　本次初步設計開采的6、9號煤層賦存穩定。開采技術條件尚可。

　　山西金暉隆泰煤業有限公司交通條件滿足煤炭外運要求；各級政府和當群眾大力支持該礦建設，外部協作條件好，因此，山西金暉隆泰煤業有限公司井田具備建設生產能力900kt/a礦井的條件。

　　第三章井田開拓

　　第一節井田境界及儲量

　　一、井田境界

　　2009年12月30日山西省國土資源廳為山西金暉隆泰煤業有限公司頒發了采礦許可證。證號為C1400002009121220050900。井田由以下13個拐點坐標連線圈定：

　　表3-1-1井田范圍拐點坐標統計表

　　井田東西寬2.215km，南北長4.675km，面積7.6663km2。批準開采1#-11#煤層，開采深度1500-1270m。

　　二、礦井資源/儲量

　　1、礦井地質資源量

　　1）資源/儲量估算范圍及工業指標

　　金暉隆泰煤業有限公司，面積由2.2556km2（萬峰鐵水）+2.8382km2+0.4849km2（中興煤業）+2.3123km2（新增）。整合后批準開采煤層為2號、3號、6號、9號、10號、11號六層煤層。因此只對批準開采的可采煤層進行資源/儲量估算。同時對先期開采地段進行的估算，各煤層估算范圍由礦區邊界，采空區邊界、風氧化煤層露頭線共同圈定。

　　整合區內2、3、6、9、10、11號煤層均為焦煤。根據中華人民共和國國土資源部2002年12月發布實施的《煤、泥炭地質勘查規范》，煤層的最低可采厚度為0.70m,最高灰分40％,最高硫分3%,本井田批采煤層均符合工來指標的要求，以此來估算煤層的資源/儲量。

　　2）計算方法及有關參數的確定：

　　計算公式：Q＝s×m×d/10

　　Q－－資源/儲量單位:萬噸

　　s－－水平投影面積單位:千平方米

　　m－－煤層厚度單位:米

　　d－－視密度單位:噸/立方米

　　依據《煤、泥炭地質勘查規范》（DZ/T0215-2002），煤層傾角小于15°時，可以利用煤層的偽厚度和水平投影面積估算資源/儲量。

　　估算面積可采用水平投影面積，直接從計算機上讀取。

　　視密度：依據沁源詳查勘探鉆孔煤芯煤樣測試結果，2號煤視密度為1.30t/m3，3、6號煤視密度為1.35t/m3，9+10號煤視密度為1.40t/m3，11號煤視密度為1.45t/m3。

　　煤層厚度：煤層厚度采用井下實測點厚度及臨近鉆孔中煤層厚度各見煤工程儲量估算厚度均為剔除≥0.05m夾矸厚度。

　　塊段資源/儲量估算厚度采用見煤工程點資源/儲量估算厚度平均值。

　　3）儲量計算結果

　　經估算，井田內共獲得保有儲量57100kt其中探明的經濟基礎儲量（111b）為12520kt，控制的經濟基礎儲量（122b）為4570kt，推斷的資源量(333)為40010kt。其中探明的經濟基礎儲量（111b）占總量的19%。111b+122b占總量的30%。資源/儲量計算匯總表見表3-1-2。

礦井工業資源/儲量＝111b+122b+333k
＝12520+4570×0.9
＝53099kt
經計算，工業儲量為53099kt，工業儲量計算匯總見表3-1-4。
4、礦井設計資源/儲量
1）安全煤柱的計算和留設
礦井永久安全煤柱包括：井田境界、斷層、陷落柱等。
村莊及其它地面建構筑物的保安煤柱計算，參上覆巖層的移動規律，留出保護等級圍護帶寬度后，按下列原則留設：
（1）表土移動角：φ＝45°
（2）下山移動角：β＝72°-0.5α（α為煤層傾角）
（3）上山移動角：γ＝72°
（4）走向移動角：δ＝72°
礦井設計資源/儲量見表3-1-5.

　　開采保護煤柱包括：井筒、工業場地、主要巷道及采區邊界安全煤柱等。

　　主水平大巷兩側煤柱各留設30m，輔助水平大巷兩側煤柱各留設20m。

　　經計算，礦井設計可采儲量為33750kt,詳見表3-1-6。

　　三、安全煤柱及各種煤柱留設和計算方法

　　井田開采需要留設安全煤柱的主要有礦井工業場地、井筒、斷層及陷落柱、井田境界、主要大巷。各種煤柱留設方法按照“設計規范”和“建筑物、水體、鐵路及主要井巷煤柱留設與壓煤開采規程”的有關規定，結合礦井開采中已留設煤柱的現狀進行計算留設。

　　計算留設安全煤柱的巖層移動角：表土段45°，基巖段72°。

　　井筒煤柱：一級保護，圍護帶寬度20m，并結合已開采的留設現狀確定。

　　工業場地煤柱：二級保護，圍護帶寬度15m，并結合已開采留設現狀確定。

　　大巷煤柱：

　　9號煤層巷道煤柱

　　S1—巷道保護煤柱的水平寬度，m；

　　H—巷道的最大垂深，200m；

　　M—煤層厚度，0.78m；

　　f—煤的強度系數。

　　巷道煤柱取20m。

　　第二節礦井設計生產能力及服務年限

　　一、礦井工作制度

　　礦井設計年工作日為330d，每天四班作業（其中三班生產，一班準備），每日凈提升時間16h。

　　二、礦井設計生產能力的確定

　　當前我國煤炭總體上由前幾年的嚴重供大于求轉向供求基本平衡，煤炭銷售轉旺，市場活躍，局部地區煤炭供應趨緊，且井田內各煤層均屬暢銷的焦煤。

　　根據2009年12月9日山西省煤礦企業兼并重組整合工作領導組辦公室晉煤重組辦發【2009】118號文《關于長治市山西汾西正新煤焦有限公司賈郭煤礦等3處煤礦企業兼并重組整合方案的批復》。山西金暉隆泰煤業有限公司由沁源萬峰鐵水煤礦有限公司和山西曉利煤業有限公司兩礦及部分空白資源區整合，重組整合后批準生產能力900kt/a。確定礦井設計生產能力為900kt/a。

　　三、礦井設計服務年限

　　礦井設計服務年限按下式計算：

　　T=Zk/K·A

　　式中：T――礦井設計服務年限a；

　　Zk――礦井設計可采儲量，kt；

　　A――礦井設計生產能力，900t/a；

　　K――儲量備用系數，取1.4。

　　礦井設計服務年限為：

　　T＝33750/（1.4×900）=26.8a

　　先期開采地段服務年限：

　　T=Zk/K·A

　　Zk――先期開采地段設計可采儲量，14750kt；

　　A――設計生產能力，900kt/a

　　K――儲量備用系數，取1.4。

　　T=Zk/K·A=14750/（1.4×900）=11.7a

　　第三節井田開拓

　　一、井田開拓現狀

　　原沁源萬峰鐵水煤礦有限公司為本次兼并重組整合主體礦井，2007年8月，兗礦集團鄒城華建設計研究院有限公司為該礦編制了《沁源萬峰鐵水煤礦有限公司資源整合初步設計》，設計能力300kt/a；礦井采用斜井多水平開拓，場地內布置混合斜井和回風斜井兩個井筒，混合斜井擔負礦井原煤提升、輔助提升及進風任務，回風斜井擔負礦井回風任務；設計首采6號煤層，采用高檔普采。

　　2007年9月18日，山西省長治市煤炭工業局長煤局規發【2007】596號文《關于沁源萬峰鐵水煤礦有限公司資源整合初步設計的批復》批準了該初步設計，2008年5月10日，山西省長治市煤炭工業局長煤局規發【2008】208文《關于沁源萬峰鐵水煤礦有限公司資源整合礦井開工建設的批復》批準該礦開工建設。現在該礦屬于手續齊全的在建礦井，目前地面設施已部分形成，混合斜井已施工383m。

　　二、井田內地質構造、煤層及水文等條件對開采的影響

　　1、井田東部煤層傾角達20°，對開拓影響較大。

　　2、坡底北正斷層（F3）位于本井田北部，坡底村北，走向北東東，傾向南南東，落差80—300m，傾角65°，由西向東落差逐漸變小。上盤出露上石盒子組地層，下盤出露下石盒子組地層。將井田分為兩個開采區域，斷層北部為先期開采地段原萬峰鐵水煤礦有限公司井田范圍，斷層南部為空白資源區和原山西曉利煤業有限公司井田范圍。

　　3、井田內2號、3號、6號煤層為薄煤層，均為局部可采，對開拓影響較大。

　　三、礦井兼并重組整合工業場地位置的選定

　　山西金暉隆泰煤業有限公司由沁源萬峰鐵水煤礦有限公司和山西曉利煤業有限公司兩礦及部分空白資源區整合，沁源萬峰鐵水煤礦有限公司為整合主體礦井，目前地面設施已部分形成，進場公路已經形成，場地平整大部分已經完成，混合斜井已施工383m。

　　原山西曉利煤業有限公司300kt/a資源整合項目地面及井下工程均未建設，且其工業場地外運條件較差，場地不開闊，難以滿足本次兼并重組整合設計的要求。故本次設計仍選用原沁源萬峰鐵水煤礦有限公司300kt/a資源整合時的工業場地。理由如下:

　　（1）、地面平坦寬闊，便于礦井工業場地布置；

　　（2）、交通方便，運輸距離短，運輸費用低；

　　（3）、不受山洪及山體滑坡的威脅；

　　（4）、有利于礦井首采區及二采區（F3斷層北）的開拓布署，為礦井穩產高產創造條件；

　　（5）、和F3斷層共用了保護煤柱，減少了井筒及工業場地煤柱量。

　　四、礦井兼并重組整合井田開拓方式的確定

　　選定的工業場地位于兼并重組后井田中北部F3斷層附近，井田由F3斷層（H=80m）分為南北兩個開采區域，北部區域開采深度為1480-1150m。設計開采范圍為F3斷層北部先期開采地段。考慮到F3斷層北部區域煤層埋藏較南部區域淺，見煤快；結合現有混合斜井（落底于北部區域）已施工383m，井筒斷面能滿足本次設計的要求。可作為本次設計的主斜井，為后期有利于斷層南部的開采，設計在選定的工業場地內新建副立井和回風立井。

　　主斜井利用已施工383m的主斜井，擔負提煤、下大件及進風任務兼安全出口，井筒傾角18°，斜長665m，裝備800mm寬皮帶，鋪設單軌，設人行臺階。

　　副立井（新建）擔負進風、下料、排矸和人員提升任務兼進風井，井筒傾角為90°，垂深210m，直徑為5.0m，凈斷面19.63m2，裝備雙罐籠。

　　回風立井（新建），裝備梯子間，直徑為5.0m，凈斷面19.63m2；傾角90°，垂深180m，擔負先期開采地段回風任務兼作安全出口。

　　由于井田內坡底北斷層北部區域達到了勘探程度，南部區域未達到礦井初步設計要求的勘探程度，故本次初步設計的范圍為坡底北斷層北部區域各煤層，即先期開采地段各煤層。

　　設計就先期開采地段大巷布置及水平連接方式的不同提出以下兩個開拓方案：

　　（一）、方案一

　　2號煤至3號煤間距12.20m，3號煤至6號煤間距69.32m，6號煤至9號煤間距34.78m，9號、10號、11號煤層間距3-4m，2、3、6、10號煤層局部可采，9、11號煤層全區域可采。設計主水平（+1240m）聯合開采9號、10號、11號煤層，輔助水平（+1300m）開采6號煤層。2、3號煤層為局部可采煤層，后期采用輔助水平（+1310m）回收。

　　（1）主水平（+1240m）9號、10號、11號煤層的開采：

　　主斜井大致向北（提升方位角149°）方向落底于井田中部（煤倉下口+1240m），在井田中部近似垂直于北部邊界方向布置一組南北向大巷，大巷均為三巷布置，即+1240水平軌道大巷（北段見9號煤層后沿煤層布置）、膠帶大巷（9號煤層）和回風大巷（9號煤層）。膠帶大巷（9號煤）通過膠帶斜巷及井底煤倉與主斜井連接，軌道大巷（+1240m）通過車場繞道與副立井連接，回風大巷（9號煤）與回風立井連接。

　　大巷開采東部9、10、11號煤層，工作面沿走向布置，沿傾向推進，工作面推進度570m~1200m。

　　沿F3斷層西部布置一組東西向上山巷道與大巷連接開采大巷西部9號、10號、11號煤層，巷道采用三巷布置，即軌道上山（11號煤層）、膠帶上山（11號煤層）和回風上山（9號煤層），大巷間距30m。工作面沿傾向布置，沿走向推進，工作面推進度260m~950m。

　　詳見圖3-3-1、3-1-2。

　　（2）、6號煤層的開采

　　東部6號煤的開采：

　　東北6號煤層的開采：沿6號煤層可采線（0.7m）線布置三條垂直大巷方向的6號煤層一采區巷：軌道下山（6號煤）、膠帶下山（6號煤）及回風下山（6號煤）。軌道下山（6號煤）通過暗斜井和+1240m水平軌道大巷連接，回風下山（6號煤）通過暗斜井和9號煤層回風大巷連接，膠帶下山（6號煤）直接和井底煤倉機頭硐室連接，構成6號煤層回采系統。沿鐵5鉆孔出斷層布置一組采區巷和6號煤層下山巷道連接開采東北角6號煤層。

　　采區巷道間距20m。工作面沿走向布置，沿傾向推進，工作面推進度360m~850m。

　　西部6號煤的開采利用輔助水平（+1300m）開采：

　　沿F3斷層西部布置一組東西向上山巷道：軌道上山（6號煤）、膠帶上山（6號煤）及回風上山（6號煤）。軌道上山（6號煤）通過暗斜井和+1240m水平軌道大巷連接，回風上山（6號煤）直接和回風立井連接，膠帶上山（6號煤）通過暗斜井和9號煤層膠帶大巷連接，構成西部6號煤層回采系統。

　　上山巷道（6號煤層）間距20m。工作面沿傾向布置，沿走向推進，工作面推進度320m~950m。詳見圖3-3-3。

　　（3）、2、3號煤層的開采

　　2、3號煤層為局部可采煤層，利用+1310輔助水平后期回收，

　　沿3號煤層可采線（0.7m）線布置三條大巷：軌道大巷（3號煤）、膠帶大巷（3號煤）及回風大巷（3號煤）。

　　膠帶大巷通過3號煤層井底煤倉（上口2號煤層，下口3號煤層）與主斜井連接，回風大巷通過回風暗斜井及2號煤層回風大巷和回風立井連接，軌道大巷（3號煤層）通過石門和6號煤層軌道上山（軌道暗斜井上部車場段）連接。

　　詳見圖3-3-4。

　　先期開采地段6、9、10、11號煤層劃分為兩個采區，東部為一采區，西部為二采區，2、3號煤層劃分為一個采區。

　　（二）、方案二

　　方案二同方案一的主要區別為：6、9、10、11號煤層西部開采巷道布置方式不同，2、3號煤層大巷布置及輔助水平連接方式不同。

　　方案二6、9、10、11號煤層西部開采沿北部斷層布置一組東西向上山巷道，2、3號煤層大巷布置在井底煤倉處布置一組東西向大巷，在大巷東端向北布置一組南北向采區巷至井田北部采空區邊界，水平連接：軌道大巷通過暗斜井和+1240井底車場直接連接。

　　方案二詳見圖3-3-5、3-3-6、3-3-7。

　　五、井田開拓方案比選

　　方案一優點：

　　1）、開采西部6、9、10、11號煤通風距離短，負壓小。

　　2）輔助運輸距離段。

　　3）+1310輔助水平軌道連接方式利用了6號煤層軌道上山，有利于水平接替，減少了工程量。

　　方案一缺點：

　　膠帶運輸距離長，存在折返運輸問題。

　　方案二優點：

　　開采西部6、9、10、11號煤層膠帶運輸距離短。

　　方案二的缺點：

　　開采西部6、9、10、11號煤回風距離長。

　　輔助運輸距離長。

　　西部三角煤難以處理。

　　綜上所述，方案一通風距離，便于井田西部各煤層的回收。設計結合業主意見,本次設計推薦方案一。

　　六、后期2、3號煤層的開采可行性分析

　　2、3號煤層以下開采煤層為6、9、10號煤層，6號煤層均厚0.78m，9、10號煤層均厚3.46m。10號煤層至9號煤層平均間距為3.58m，9號煤層至6號煤層平均間距34m，6號至3號煤層煤層平均間距為69.32m。

　　跨落帶：

　　小于3.58+34+69.32=106.9m，故2、3號煤層以下開采煤層采空區對2、3號煤層影響不大，后期開采可行。

　　七、水平劃分及水平連接方式

　　6號煤至9號煤間距34.7m，9號、10號、11號煤層間距3-4m，6號、9號、10號煤層局部可采，11號煤層全區域可采。設計主水平（+1240m）聯合開采9號、10號、11號煤層，及東北部6號煤層。輔助水平開采（+1300m）開采西部6號煤層、輔助水平開采（+1310m）開采剩余2、3號煤層。

　　6號煤層輔助水平（+1300m）采用暗斜井連接方式，2、3號煤層輔助水平（+1310m）：軌道采用石門和6號煤層輔助水平（+1300m）連接，膠帶通過3號煤層井底煤倉和主斜井連接，回風通過2號煤層回風大巷和回風立井連接。

　　八、主要巷道布置方式

　　開拓巷道布置原則是盡量布置在煤層中，以減少掘進費用。本井田礦壓預計不會太大，開拓巷位于煤層中是可行的。

　　軌道大巷采用半圓拱斷面，錨網噴支護，錨索補強。凈寬：4.0m，凈高：3.4m，凈斷面：11.88m2。軌道大巷沿煤層底板布置，擔負井下輔助運輸及進風任務。

　　膠帶大巷采用半圓拱（巖巷）和矩形（半煤巖）斷面，錨網噴支護，錨索補強。凈寬：4.0m，運輸大巷沿煤層頂板（半煤巖）或底板（巖巷）布置，擔負井下煤炭運輸及進風任務。

　　回風大巷采用矩形斷面，錨噴支護，錨索補強。凈寬：4.0m，凈高：3.5m，凈斷面：14.0m2。回風大巷沿煤層頂板布置，擔負井下回風任務。

　　九、采區劃分及開采順序

　　按照礦井開拓布置，根據合理的采區準備時間及煤柱分布情況，斷層北部6、9、10、11號煤層劃分為一采區和二采區，2、3煤層為一采區，南部9、11號煤層劃分為三采區、四采區。

　　采區開采順序本著由近到遠、先上后下的原則接替，并考慮大巷的合理服務范圍、開拓煤量及準備煤量的可采期合理等因素，達到接替工程量少，運輸、通風費用低的目的，確保礦井長期穩產高產。

　　一采區、二采區—→三采區—四采區。

　　表3-3-2采區接續表
 

　　九、“三下”開采及安全煤柱留設

　　從井田內煤層賦存條件看，井田內斷層較多。設計按照《建筑物、水體、鐵路及主要井巷煤柱留設與壓煤開采規程》對其留設了安全煤柱。

　　第四節井筒

　　一、井筒用途、布置及裝備

　　1、主斜井擔負提煤、進風及下大件任務兼安全出口，凈寬4.7m，井筒傾角18°，斜長665m，裝備800mm寬膠帶及單鉤絞車，設人行臺階。

　　2、副立井擔負進風、下料、排矸和人員提升任務兼進風井和安全出口，直徑為5.0m，凈斷面19.63m2；傾角90°，垂深210m，裝備雙罐籠。

　　3、回風立井，裝備梯子間，直徑為5.0m，凈斷面19.63m2；傾角90°，垂深180m，擔負礦井北部回風任務兼作安全出口。

　　井筒特征詳見表3-4-1。井筒斷面詳見圖3-4-1、3-4-2、3-4-3、3-4-4、3-4-5。

　　二、井筒支護

　　礦井兼并重組整合，新增加副立井和回風立井兩個井筒。

　　根據既有井筒開鑿時的圍巖巖性資料和水文地質資料預計，新開鑿井筒施工時所穿巖層巖性良好，無流砂層、破碎巖層和強富水性含水層等不良地層，為此，設計確定副立井、回風立井表土段及基巖段均采用普通鑿井法施工。表土段采用現澆C25鋼筋混凝土砌碹支護，支護厚度600mm；基巖段支護厚度400mm。

　　表3-4-1井筒特征表

　　第五節井底車場及硐室

　　一、車場形式選擇

　　礦井現有副立井落底+1240m水平，設雙軌平車場作為井底車場，以滿足礦井輔助提升的車輛調度。井底車場標高為＋1240m生產水平標高。通過繞道與軌道大巷相連。井底車場及硐室布置圖見圖3-5-1。

　　二、車場線路布置及調車方式

　　根據現有巷道的實際情況，布置雙軌線路平車場。擔負輔助運輸，因運量不大，采用人工推車和礦車自溜調車方式。

　　三、井下主要硐室

　　井底車場硐室有：主變電所、主水泵房、管子道、主副水倉、等候室、醫療室等。

　　主斜井井底設有井底煤倉。

　　1、井下主變電所

　　主變電所設在副立井井底車場西側，變電所長47m，硐室長度、體積可滿足使用要求。

　　2、井底煤倉

　　礦井主斜井井筒落底后設井底煤倉，煤倉型式為圓形斷面上倉式煤倉，煤倉凈徑為8.0m，500mm厚C20混凝土砌碹支護。高度34m。有效容積1250m3。煤倉下口設給煤機直接裝載煤炭至主斜井帶式輸送機上提升至地面。主井井底設置有主井井底撒煤沉淀池，井底撒煤利用集中膠帶巷道本水平人工清理。

　　+1300m輔助水平在主斜井距井口447m處設井底煤倉，煤倉型式為圓形斷面煤倉，，井底煤倉上口為2號煤層，下口為3號煤層，煤倉高度12m，凈徑為5.0m，300mm厚C20混凝土砌碹支護，有效容積120m3。。

　　3、井底主排水泵房及水倉

　　副立井井底布置有水泵房、管子道、水倉。水倉包括主水倉和副水倉，平行布置，有效容積1600m3，按正常涌水量45m3/h計算，可容納8h的正常涌水量，滿足安全規程要求。

　　4、6號煤層采區水倉

　　設計在6號煤層一采區設有采區水泵房、采區水倉。水倉包括主水倉和副水倉，平行布置，有效容積240m3，按6號煤層正常涌水量5m3/h計算，可容納8h的正常涌水量，滿足安全規程要求。

　　5、消防材料庫

　　設計在+1240水平井底車場，6號煤層軌道下山設有消防材料庫。

　　消防材料庫長25m，采用大巷局部加寬的加寬式布置方式。

　　四、井底車場巷道及硐室支護

　　井底車場巷道：采用半圓拱形斷面，錨網噴支護。井底水倉：采用半圓拱形斷面，砼碹支護。主變電所、水泵房：采用半圓拱形斷面，砼碹支護。

　　車場巷道及硐室工程量見表3－5－1。

　　表3-5-1車場巷道及硐室工程量表
 

　　第四章大巷運輸及設備

　　第一節運輸方式的選擇

　　一、運輸方式現狀及選擇

　　1、井下煤炭運輸

　　1）煤炭運輸方式選擇

　　根據礦井生產規模、井田開拓部署、井筒的提升方式及目前國內外井下主運輸技術裝備發展情況，設計大巷煤炭運輸方式考慮了礦車和膠帶輸送機兩個方案，經技術經濟分析和比較，設計推薦采用膠帶輸送機的運輸方式。理由如下：

　　（1）礦井開拓巷道呈直線型布置，采用膠帶輸送機運輸，可以充分發揮其效益，而且對礦井早達產和穩定生產都非常有利。

　　（2）膠帶大巷主運輸采用膠帶輸送機運輸，不但可以實現回采工作面至井底煤倉一條龍連續運輸，而且運輸能力大、連續運輸性強、效率高、自動化程度高、維修工作量小，主輔運輸互不干擾，對礦井簡化生產環節、實現高產高效生產和現代化管理都十分有利。

　　（3）膠帶輸送機尤其能與高產高效工作面生產能力相適應。

　　（4）礦車運輸裝、卸載系統復雜，工程量大，運輸能力小，用人多，效益差，事故率高。

　　（5）采用礦車運輸，井底車場的工程量將大幅度增加。

　　（6）礦車運輸適應煤層起伏變化能力差，采用煤層大巷（下山）難以滿足其對巷道傾角的要求，需布置巖石大巷，增加了巖巷工程量和工程費用，井巷工程投資大。

　　2）煤炭運輸系統

　　9101回采工作面（可彎曲刮板輸送機）—→膠帶順槽（轉載機、膠帶輸送機）—→膠帶大巷（膠帶輸送機）—→井底煤倉—→主斜井（大傾角膠帶輸送機）—→地面生產系統。

　　6101回采工作面（可彎曲刮板輸送機）—→膠帶順槽（轉載機轉載機、膠帶輸送機）—→膠帶下山（6號煤膠帶輸送機）—→膠帶機頭硐室—→井底煤倉—→主斜井（膠帶輸送機）—→地面生產系統。

　　3）掘進煤運輸系統

　　掘進工作面通過轉載進入礦井運煤系統。

　　2、井下輔助運輸

　　結合目前國內井下輔助運輸技術裝備發展現狀和本礦井井下輔助運輸量、運距以及礦井兼并重組整合項目投資情況，設計推薦井下采用無極繩連續牽引車和調度絞車結合運輸的方式，從而實現從井底直達采掘工作面的輔助運輸系統。

　　1）運矸系統

　　6號煤一采區掘進頭矸石（調度絞車牽引礦車）—→軌道巷（調度絞車牽引礦車）—→軌道大巷（+1240水平）（無級繩連續牽引車）—→+1240m水平井底車場—→副立井—→地面—→地面集中排棄。

　　9號煤一采區掘進頭矸石（調度絞車牽引礦車）—→軌道大巷（+1240水平）（無級繩連續牽引車）—→+1240m水平井底車場（調度絞車）—→副立井—→地面—→地面集中排棄。

　　2）材料運輸系統

　　副立井—→+1240m水平井底車場（調度絞車）—→軌道大巷（+1240水平）（無級繩連續牽引車）—→回風順槽（調度絞車牽引礦車）—→9101回采工作面。

　　副立井—→+1240m水平井底車場（調度絞車）—→軌道大巷（+1240水平）（無級繩連續牽引車）—→6號煤軌道巷（調度絞車牽引礦車）—→回風順槽（調度絞車牽引礦車）—→6101回采工作面。

　　3）地面下井人員—→副立井（罐籠）—→+1420m水平井底車場（步行）—→軌道大巷（+1240水平）（步行）—→順槽聯絡巷（步行）—→回風順槽（步行）、膠帶順槽（步行）—→9101回采工作面

　　地面下井人員→副立井（罐籠）—→+1420m水平井底車場（步行）—→軌道大巷（+1240水平）（步行）—→6號煤軌道巷（步行）—→順槽聯絡巷（步行）—→回風順槽（步行）、膠帶順槽（步行）—→6101回采工作面。

　　二、主要運輸大巷斷面布置、支護方式及軌型

　　礦井初期主要運輸巷道為膠帶大巷、軌道大巷、回風大巷。

　　膠帶大巷采用矩形斷面，錨網噴支護，錨索補強，凈斷面為12.00m2，凈寬4.0m，凈高3.0m。沿煤層頂板掘進。

　　軌道大巷采用半圓拱斷面，錨網噴支護，錨索補強，凈斷面為11.88m2，凈寬4.0m，凈高3.4m。沿+1240m水平掘進。

　　回風大巷采用矩形斷面，錨網噴支護，錨索補強，凈斷面為14.00m2，凈寬4.0m，凈高3.5m。沿煤層頂板掘進。

　　軌道大巷鋪設單軌，軌距600mm，軌型30kg/m。

　　第二節礦車

　　一、礦車選型

　　根據我國煤礦設備標準化、系列化和定型化的要求，礦井輔助運輸礦車選用1t系列礦車。各類礦車規格特征詳見表4-2-1。

　　表4-2-1各種礦車規格特征及數量表

　　第三節運輸設備選型

　　一、大巷運輸

　　1、6號煤層膠帶大巷帶式輸送機選型計算

　　1）計算依據

　　沿地板呈多坡段上運布置，平均傾角δ=6°，機長578m，提升高度為50m。，

　　本設備運量要求為200t/h。原煤松散密度ρ=0.95kg/m3，最大粒度a=300mm,膠帶機運行速度V=2.0m/s。采用下帶絞車張緊。系統布置見圖4-3-1。

　　2）選型計算

　　⑴初步設定參數

　　輸送帶種類：PVG680S整芯阻燃抗靜電橡膠帶，帶寬B=800mm，每米輸送帶質量qB=[qB′]×B=10.6kg/m。

　　承載托輥槽角λ=35°，托輥直徑φ=89mm，L=315mm，上托輥間距a0=1.2m，每米上托輥轉動部分承載質量qRO=6.45g/m。

　　下托輥直徑φ=89mm，L=950mm，回程分支托輥間距aU=3.0m，每米下托輥轉動部分質量qRU=2.38kg/m。

　　每米膠帶機上物料質量qG=27.8kg/m；導料槽長度4500mm；模擬摩擦系數:f=0.03；長度附加系數C=1.25。

　　⑵輸送機輸送能力計算

　　Q=3.6Svkρ=293t/h＞200t/h滿足

　　⑶輸送帶寬度確定

　　B≥2α+200=800mm(最大粒度α=300mm)，所選帶寬800mm，滿足要求。

　　⑷圓周力及傳動功率計算

　　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傾斜阻力：FSt=qGgH=13.6（kN）

　　③特種阻力：FS1+FS2，合計取3.0kN

　　④園周驅動力：Fu=FH+FSt+FS1+FS2=28.8(kN)

　　⑤功率計算

　　傳動滾筒軸功率：PA=(Fu×V)=57.6(kW)

　　電機軸功率：PM=PA/ηη′η″=75.6(kW)，采用雙電機驅動，

　　η-傳動效率=0.94

　　η′-電壓降系數=0.90

　　η″-多機驅動功率不平衡系數=0.90

　　⑥張力計算：

　　a按垂度條件

　　承載分支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按不打滑條件

　　根據垂度條件，S3=S4≥5.7KN

　　回空分支區段上各項阻力總和：

　　S1=S3+F上+FSt=5.7+9.5+13.6=28.8KN

　　雙電機雙滾筒驅動功率比按1:1分配，所以FU1=FU2=FU/2=14.4KN

　　S2=S1-|FU/2|=28.8-14.4=14.4KN

　　⑦不打滑校驗

　　正常運行時不打滑校驗：

　　S1/S2＝2.0＜eμα1＝2.85（α1＝200°）滿足要求

　　啟動時不打滑校驗：

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

　　⑧輸送帶安全系數

　　SA=680×0.8/28.8=18.9大于(10-12)，輸送帶滿足要求

　　⑨制動力矩計算

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

　　制動器所需的制動力矩1.26×2=2.52kN·m制動器KZP1000/31，額定制動轉矩為31kN·m＞2.52kN·m，滿足要求。

　　3)計算結論

　　經計算，6號煤層膠帶大巷帶式輸送機技術參數見表4-3-1。

2、9號煤層膠帶大巷帶式輸送機選型計算
1）選型依據
沿地板程V型布置，尾部418m為下運，最大傾角δ=-7°，提升高度為-35m；中部182m為上運，傾角δ=18°，提升高度為35m；頭部15m為水平段。總體來看為上運，總提升高度為20m，總長度615m。
本設備運量要求為650t/h。原煤松散密度ρ=0.95kg/m3，最大粒度a=300mm,膠帶機運行速度V=2.5m/s。中部下帶張緊。系統布置見下圖4-3-2。
 

 

　　圖4-3-29號煤層膠帶大巷帶式輸送機系統布置

　　2）選型計算：

　　⑴初步設定參數

　　輸送帶種類：PVG1250S整芯阻燃抗靜電橡膠帶，帶寬B=1000mm，每自然米輸送帶質量qB=[qB′]×B=16kg/m。

　　承載托輥槽角λ=35°，托輥直徑φ=108mm，L=380mm，上托輥間距a0=1.2m，每米上托輥轉動部分承載質量qRO=10.175g/m。

　　下托輥直徑φ=108mm，L=1150mm，回程分支托輥間距aU=3.0m，每米下托輥轉動部分質量qRU=3.47kg/m。

　　每米膠帶機上物料質量qG=72.2kg/m；導料槽長度3000mm；模擬摩擦系數:發電工礦時f=0.012，電動工礦時f=0.03；長度附加系數C=1.20。

　　⑵輸送機輸送能力計算

　　Q=3.6vkρ=1100t/h＞800t/h滿足

　　⑶輸送帶寬度確定

　　B≥2α+200=800mm(最大粒度α=300mm)，所選帶寬1000mm，滿足

　　⑷圓周力及傳動功率計算

　　A、全線滿載運行工況

　　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)

　　傾斜阻力:FSt=qGgH=72.2×10×20=14.44（kN）

　　特種阻力:FS1+FS2，合計取4.0kN

　　a、園周驅動力:Fu=FH+FSt+FS1+FS2=42(kN)（為電動工況）

　　b、功率計算

　　傳動滾筒軸功率：PA=(Fu×V)=105(kW)

　　電機軸功率：PM=PA/ηη′η″=124.1(kW)，采用單電機驅動

　　η-傳動效率=0.94

　　η′-電壓降系數=0.90

　　η″-多機驅動功率不平衡系數=1

　　B、全線空載運行工況

　　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)

　　傾斜阻力:FSt=0

　　特種阻力:FS1+FS2，合計取4.0kN

　　a、園周驅動力:Fu=FH+FSt+FS1+FS2=8.5+0+4.0=12.5(kN)（為電動工況）

　　b、功率計算

　　傳動滾筒軸功率:PA=(Fu×V)=31.25(kW)

　　電機軸功率：PM=PA/ηη′η″=36.9(kW)，采用單電機驅動

　　η-傳動效率=0.95

　　η′-電壓降系數=0.90

　　η″-多機驅動功率不平衡系數=1

　　C、下運段有載、上運段空載運行工況

　　總阻力為全線空載阻力加下運段有載阻力

　　下運段有載阻力計算：

　　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)

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

　　FSt2=qGgH2=72.2×10×（-35）=25.27（kN）

　　特種阻力：FS1+FS2，合計取3.0kN

　　a、園周驅動力

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

　　b、總阻力為｜12.5-15.22｜=2.72（為發電工礦）

　　c、功率計算

　　傳動滾筒軸功率：PA=(Fu×V)=-10.85(kW)

　　電機軸功率：PM=PA/ηη′η″=-12.8(kW)，采用單電機驅動，

　　η-傳動效率=0.94

　　η′-電壓降系數=0.90

　　η″-多機驅動功率不平衡系數=1

　　D、上運段有載、下運段空載運行工況

　　總阻力為全線空載阻力加上運段有載阻力。

　　上運段有載阻力計算：

　　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)

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

　　FSt2=qGgH2=72.2×10×（-35）=-25.27（kN）

　　特種阻力：FS1+FS2，合計取3.0kN

　　a、園周驅動力

　　Fu=FH+FSt1+FSt2+FS1+FS2=8.64+39.71-25.27+3.0=26.08(kN)（為電動工況）

　　b、總阻力為12.5+26.08=38.58（為電動工況）

　　c、功率計算

　　傳動滾筒軸功率：PA=(Fu×V)=96.45(kW)

　　電機軸功率：PM=PA/ηη′η″=134.13(kW)，采用雙電機驅動，

　　η-傳動效率=0.94

　　η′-電壓降系數=0.85

　　η″-多機驅動功率不平衡系數=0.90

　　綜合以上四種情況，取第四種最不利情況，取Y系列防爆電動機2臺，雙滾筒驅動，每臺電機功率N=132kW，滿足要求。

　　⑸張力計算：

　　①按垂度條件

　　承載分支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按不打滑條件

　　頭部雙傳動滾筒：μ=0.30φ1=φ1=200°eμφ=8.122

　　軟起動系數取Ka=1.3

　　FuA=1.3×FU=70(kN)

　　⑹各特性點張力

　　經計算，6點是輸送機的最小張力點，取F6=13.23kN，各點張力如下：

　　尾部張力F5=56.7kN，F4=56.7kN，

　　中部張力F6=13.5kN，F3=54.48kN，

　　頭部張力F2=62.9kN＞FUA/(eμφ-1)=9.83kN，F1=116.4kN。

　　正常運行時：F1/F2=116.4/62.9=1.85≤eμφ1=2.85，滿足要求

　　啟動時：KaF1/F2=1.3×116.4/62.9=2.41≤eμφ1=2.85，滿足要求

　　驅動裝置設于頭部。

　　⑺輸送帶安全系數

　　SA=1250×1.0/116.4=10.74，在(10-12)范圍，輸送帶滿足要求。

　　⑻制動力矩計算

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

　　制動器所需的制動力矩6.55×2=13.1kN·m,現有制動器KZP1000/31，額定制動轉矩為31kN·m＞13.1kN·m，滿足要求。

　　⑼逆止力矩計算

　　帶式輸送機所需逆止力矩：ML=（FSt-FH）D/2=11.6(kN)

　　傳動滾筒軸上的額定逆止力矩：M=k2ML=1.8ML=20.88(kN·m)

　　3)、計算結論

　　經計算，9號煤層膠帶大巷帶式輸送機技術參數見表4-3-2。

　　表4-3-29號煤層膠帶大巷帶式輸送機規格特征表

 

二、輔助運輸
+1240軌道大巷選用無極繩擔負設備材料及其它輔助運輸任務。
（1）、設計依據：
運 量：
運送材料 20車/班
爆破材料 2車/班
設備 4車/班
其他 3次/班
矸石 20車/班
最大件重 18.5t(不含承載車重)
傾角θmax=4°；
運 距L=1300m。
（2）、設備選擇
按梭車牽引最重件運載車一輛總重量確定一次牽引礦車數，每次牽引1.0t系列矸石車3輛（礦用材料自重600kg，載重1800kg）。
礦車連接器的強度驗算：

（3）、鋼絲繩選擇及安全系數
鋼絲繩選用20 NAT6×19S＋FC 1670 ZS 220 144型鋼絲繩, 主要技術參數：繩徑dK＝20mm，繩重PK＝1.44kg/m；鋼絲繩抗拉強度1670MPa；鋼絲繩中全部鋼絲破斷拉力總和Qs＝220×1.214=267.08kN。
提升系統最大靜張力：
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
鋼絲繩安全系數M重＝9.4＞5-0.001L(不小于3.5)
（4）、提升絞車選擇
提升絞車的選擇：選用SQ-1200/75無極繩連續牽引車，主要技術參數：滾筒直徑Dg＝1200mm，最大牽引力F＝80kN，繩速V＝1.0/1.7m/s。
（5）、電動機選擇

　　第五章采區布置及裝備

　　第一節采煤方法

　　一、根據地質構造，煤層的穩定性及其開采條件，具體分析適用于各種采煤設備的塊段及儲量，說明采煤方法的選擇及其依據

　　井田總體構造形態為一向北東傾伏的寬緩向斜構造，地層傾角5—15°。在北部原萬峰鐵水井田發育兩條正斷層，落差均在100m以上。組成地壘構造，中部發育王和南斷層，落差在40-200m，向南為階梯式下降。井田內未發現巖漿巖，煤層及煤質均不受巖漿巖的影響。

　　井田構造屬于中等類，礦井水文地質條件為中等類型。

　　煤層瓦斯含量低，低瓦斯礦井，開采的6號和9號煤層煤塵均有爆炸危險性，屬易自燃煤層。

　　井田由F3斷層（H=80-300m）分為南北兩個開采區域，北部區域開采2號、3號、6號、9號、10號、11號煤層，南部區域開采9號、11號煤層。本次設計首采區域為北部區域。

　　根據開拓方案，設計主水平（+1240m）聯合開采9號、10號、11號煤層，輔助水平開采6號及2、3號煤層，設計首采6號和9號煤層。

　　6號煤層位于太原組中上部，K3、K4石灰巖之間，上距K4石灰巖6.65—7.30m，平均7.08m，下距K3石灰巖7.80—10.60m，平均9.08m。先期開采地段煤層厚度0—1.05m，平均0.78m。煤層結構簡單，層位穩定，頂板為泥巖，底板為粉砂巖或砂質泥巖，本煤層在鐵6號孔尖滅，其它范圍均可采，屬先期開采地段大部可采的較穩定煤層，井田南部2003鉆孔為尖滅，推斷為不可采煤層。井田內未有開采，較遠的西坡開采過。

　　9號煤層位于太原組下部K2石灰巖之下，先期開采地段煤層厚度1.50—3.15m，平均2.58m，中上部常含一層0.1—0.3m厚含炭質泥巖，夾石層位穩定，厚度變化不大，頂板K2石灰巖，局部具泥巖偽頂，底板為泥巖。屬先期開采地段全區可采的穩定煤層。南部合并為9+10號煤層，2003鉆孔厚度為3.35m，夾石厚0.40m屬全區可采穩定煤層。只有井田西南財源煤礦開采。

　　9、11號煤為全區穩定可采的中厚煤層，10號煤層為局部可采的中厚煤層，2、3、6號煤為局部可采的薄煤層。

　　1、采煤方法的選擇

　　（1）中厚煤層采煤法

　　根據煤層厚度及賦存特點，結合工作面裝備情況，設計考慮了綜合機械化采煤和普通機械化采煤兩種采煤方法。通過分析比較，設計推薦采用綜合機械化采煤法。具體理由如下：

　　普通機械化采煤是我國傳統的中厚煤層采煤法，工作面裝備簡單、投資較低，對推進距離短、形狀不規則、構造較發育的工作面適應性較強，同時具有工作面搬遷容易等優點，在我國中小型礦井應用較多。但其具有機械化程度低，工作面產量低，占用人員多，安全生產條件差，不利于礦井集中生產和管理等缺點。而綜合機械化采煤是目前中厚煤層的發展方向，它具有高產、高效、安全、低耗以及工人勞動條件好、勞動強度小、占用人員少等優點，特別是近幾年來，國、內外綜采設備發展較快，中厚煤層采煤機、刮板輸送機正向著電牽引、大功率和重型化發展，采煤遙控遙測技術發展較快，給中厚煤層綜合機械化采煤奠定了基礎，另外該礦井煤層賦存穩定，構造簡單，故設計推薦9、10、11號煤采用綜合機械化采煤。

　　（2）薄煤層采煤法

　　6號煤及2、3號煤為局部可采的薄煤層，根據國內礦井薄煤層開采經驗，設計采用高檔普采采煤法。

　　本次設計生產能力為900kt/a，上組煤為薄煤層，一個回采工作面無法滿足設計能力的要求，設計設6號煤層布置一個高檔普采工作面，9號煤層布置一個綜采工作面（9號煤層首采工作面上部為6號煤層0.7m以下區域）。

　　二、工作面采煤、裝煤、運煤方式及設備選型

　　在工作面主要設備選型時，考慮以下主要原則；立足國內、技術先進實用，運行可靠、操作簡單、維修方便；各設備間相互適應、能力匹配、運輸暢通，節約電能等。

　　（一）6101工作面設備選型

　　1、采煤機

　　工作面采煤設備選用MG100/240-BW型采煤機。

　　采煤機工作面生產率計算：

　　Q采＝60MBV采γK

　　式中：Q采－采煤機工作面實際生產率，t/h；

　　M－采高，取0.9m；

　　B－截深，0.6m；

　　V采－采煤機牽引速度，2.5m/min；

　　γ－煤的容重，1.35t/m3；

　　K－總時間利用系數，取0.40。

　　Q采＝60×0.9×0.6×2.5×1.35×0.4=43.74t/h

　　經計算，采煤機工作面生產率Q采＝43.74t/h。可滿足礦井設計生產能力的要求。

　　表5-1-16101工作面采煤機技術特征表

　　3、轉載機

　　與工作面可彎曲刮板輸送機配套、設計選用SZB-720/40型，轉載能力為300t/h，功率40kW，電壓660V，長度50m。

　　4、工作面運輸順槽可伸縮帶式輸送機

　　設計選用SSJ800/40型可伸縮帶式輸送機。主要技術參數如下：

　　輸送能力：250t/h

　　帶寬：800mm

　　總裝機功率：40kW

　　鋪設長度：370m

　　儲帶長度：30~50m。

　　6號煤層高檔普采工作面主要設備配備見表5-13。

（二）9101工作面設備選型
1、采煤機
采煤機工作面生產率計算：
Q采＝60MBV采γK
式中：Q采－采煤機工作面實際生產率，t/h；
M－采高，取2.58m（9號煤層平均厚度）；
B－截深，0.6m；
V采－采煤機牽引速度，5m/min；
γ－煤的實體視在密度，1.4/m3；
K－總時間利用系數，取0.50。
Q采＝60×2.58×0.6×5×1. 4×0.5=325.8t/h
根據計算，并考慮煤層的硬度及夾矸情況，結合國內高產高效工作面設備配置，選用MG160/375-W型采煤機，其主要技術參數見表5-1-4。
表5-1-4 9101工作面采煤機技術特征表

2、刮板輸送機
工作面可彎曲刮板輸送機的選型應滿足三個方面的要求：
一是工作面刮板輸送機能力要保證將采煤機采落的煤全部運出，并留有一定的富裕，刮板輸送機能力應不低于采煤機最大割煤能力。
二是刮板輸送機的外型尺寸和牽引方式與采煤機相匹配。
三是刮板輸送機長度與工作面長度相一致，回采工作面的設計長度為150m。

式中：
Qc——刮板輸送機能力，t/h；
Kc——采煤機與刮板輸送機同向運輸時修正系數，1.15；
Qm——采煤機最大割煤能力，325.8t/h。

根據計算并考慮煤層夾矸因素，前后部刮板輸送機選用SGZ630/220型可彎曲刮板輸送機，其主要技術特征見表5-1-5。
表5-1-5 9101工作面刮板輸送機技術特征表

　　三、工作面頂板管理方式、支護設備選型

　　1.6101回采工作面支護設備

　　6號煤層厚度0—1.05m，平均0.78m，頂板多為粉砂巖、泥巖，粉砂巖可占70-80%，極少量的細粒砂巖、粉砂巖厚度2.30-5.50m,泥巖厚度1.80-2.50m，裂隙不甚發育。礦井移交時，6號煤層首采工作面為6號煤層一采區6101工作面。

　　設計6101工作面采用單體液壓支柱配金屬鉸接頂梁支護，全部垮落法管理頂板。

　　工作面兩端頭（工作面兩頭煤壁各3m）要超前一排采用長梁支護（4對8根長鋼梁）。端頭支護保持每梁3柱，相鄰兩支架間間距縮小為0.4m，用3.0m長“π”型鋼梁和單體液壓支柱架設，除此之外，在靠近采空區側的一排柱中加設點柱（每相鄰兩柱之間加一根點柱），以確保上、下出口的安全。

　　距工作面煤壁20m范圍內的進、回風巷進行超前支護，用單體液壓支柱和π型梁配合，垂直于順槽軸線，分別支設在順槽棚梁下的兩端，隨著工作面回采推進前移超前維護支設。采用雙排托梁懸臂支護，可在進、回風矩形錨噴順槽的兩側靠近巷幫處（進風巷煤溜的外側）和工作面煤壁以外的巷道下打超前支柱。

　　工作面支柱布置，根據采煤機的割煤進度和機道最小寬度，排距0.6m，柱距0.6m，工作面最小控頂距2.6m，最大控頂距3.2m，三、五排控頂（包括臨時支柱），見五回一。采煤機開切口后，采用端頭斜切，割第一刀后，支臨時柱，隨機掛梁，割第二刀后，掛梁與正式支護。

　　單體液壓支柱選型用下列公式計算：

　　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——工作面每對支柱的支護面積，設計按支柱最大控頂距計算為：0.72m2；

　　r——巖石容重，取2.5t/m3；

　　Φ——煤層傾角，取15度；

　　6～8——頂板巖柱的重量，是采高的6～8倍。

　　按8倍系高計算得頂板壓力為15t/m2，即0.26MPa。

　　即每對支架應有0.26MPa的支護強度。

　　本設計回采工作面選用DZ10-30/100型支柱配金屬鉸接頂梁支護頂板，該支架主要參數如下：

　　（1）支柱高度：685~1000mm。

　　（2）工作阻力：300kN；

　　（3）工作液壓：38.5MPa；

　　（4）初撐力：118~157kN；

　　（5）泵站壓力：15-20MPa；

　　所選支柱是合理的。

　　2.9101回采工作面支護設備選型

　　9號煤層厚度1.50—3.15m，平均2.58m，中上部常含一層0.1—0.3m厚含炭質泥巖，夾石層位穩定，厚度變化不大，頂板K2石灰巖，局部具泥巖偽頂。礦井移交時，9號煤層首采工作面為9號煤層一采區9101工作面。

　　設計9101工作面采用液壓支架支護，全部垮落法管理頂板。

　　支架支護強度按以下經驗公式計算：

　　P=（6~8）×m×r×0.0098

　　式中：P——支護強度，Mpa

　　m——采高，取2.58m（9號煤層平均采高）

　　r——頂板巖石容重，取r=2.5t/m3

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

　　根據支護強度計算結果，選用ZZ4400/15/32支撐掩護式液壓支架，端頭液壓支架選用ZZD5400/15/32型液壓支架。

　　其主要技術參數如下：

　　表5-1-89101工作面液壓支架主要技術參數表

　　型號工作

　　阻力

　　(kN)支護

　　高度

　　(mm)支架

　　中心距

　　(mm)支護強度

　　(MPa)重量

　　(t)

　　ZZ4400/15/3244001500/320015000.80512.775

　　四、工作面回采方向與超前關系

　　根據礦井開拓布置方式、開采范圍和采煤方法，工作面布置在大巷或采區巷道一側，為單一煤層工作面后退式開采，由井田邊界向大巷或采區巷道方向推進。

　　礦井達產時在6號和9號煤層各布置一個首采工作面，即6101高檔普采工作面和9101綜采工作面，兩個回采工作面均采用后退式回采。

　　五、采煤工作面長度、推進度及接續關系

　　1、工作面采高

　　根據6號煤和9號煤層底板等高線圖鉆孔情況，6號煤層平均厚度0.78m，9號煤平均厚度2.58m。設計6號煤層采用高檔普采一次采全高采煤方法，工作面平均采高取0.78m，9號煤層采用綜采一次采全高開采，工作面平均采高取2.58m。

　　2、工作面長度的確定

　　影響工作面長度的因素有礦井建設規模、地質條件、煤層賦存條件、裝備、管理水平、資源回收率等。本次設計，根據所開采的煤層賦存特點，開采技術條件裝備水平，根據附近同類生產礦井的經驗。從提高資源回收率方面考慮，將高檔普采工作面長度確定為100m，將綜采工作面長度確定為150m。

　　3、工作面年推進度

　　6號煤層高檔普采工作面，循環進度為0.6m，日循環次數為6次，則日循環進度為0.6×6=3.6m。

　　9號煤層綜采工作面，循環進度為0.6m，日循環次數為9次，則日循環進度為0.6×9=5.4m。

　　采煤工作面年推進度按下式計算：

　　年推進度＝日循環進度×年工作日×循環率

　　6號煤高檔普采工作面年推進度=3.6×330×0.80=950（m）

　　9號煤綜采工作面年推進度=5.4×330×0.85=1515（m）

　　4、工作面接替順序

　　根據礦井開拓和采區布置，采煤工作面的接替順序為采區內順序前進，也可跳采，生產中可根據情況和管理經驗靈活采用。

　　六、采區及工作面回采率

　　6號煤為薄煤層，采區回采率0.85，工作面回采率0.97。

　　9號為中厚煤層，采區回采率0.80，工作面回采率0.95。

　　七、9號煤層采煤工藝及要求

　　設計9號煤層采用綜采一次采全高采煤方法，采煤工作面采用采煤機割煤，一次采全高，支撐掩護式支架支護頂板，可彎曲刮板輸送機運煤。采煤機雙向割煤，循環回采工序依次為采煤機端頭進刀、割煤、移架、移溜、采煤機在另一端頭進刀。采煤機采用端頭斜切進刀方式。正常情況下，移架滯后采煤機后滾筒5m，移溜滯后采煤機后滾筒15~20m。

　　1、工藝流程

　　1）采煤機割煤：采煤機首先端頭斜切進刀，至要求截深后，下放前滾筒，同時抬起后滾筒回割三角煤，然后前后滾筒復原開始割煤。前滾筒割頂煤，后滾筒割底煤。采煤機割煤時，要求嚴格按操作要求操作，具體要求如下：

　　（1）控制采煤機牽引速度，防止壓溜、涌煤事故發生，保持割煤過程中的底板平整。

　　（2）采煤機割煤時，應保證齒軌的安設緊固完整，并應經常檢查。

　　（3）采煤機上必須裝有能停止工作面刮板輸送機運行的閉鎖裝置。采煤機因故暫停時，必須打開隔離開關和離合器，采煤機停止工作或檢修時，先切斷電源，并打開其磁力起動器的隔離開關。啟動采煤機前，先巡視采煤機四周，確認對人員無危險后，方可接通電源。

　　（4）采煤機割煤時，應嚴格按采煤機安全操作規程的要求進行操作。

　　2）運煤：回采工作面裝備可彎曲刮板輸送機運煤，在工作面端頭配備轉載機將工作面運出的煤轉載至順槽可伸縮膠帶輸送機上。

　　3）移架：在采煤機割煤后3~5架開始移架，為了保證工作面暴露頂板及時支護，工作面采用及時支護方式。

　　4）移溜：在綜采液壓支架移架后，滯后移架4~6架推移刮板輸送機。

　　2、推移刮板輸送機時應符合以下要求：

　　（1）每次移距應保持0.6m。并與煤壁保持平行成一直線，其直線誤差在±30mm以內。

　　（2）為了減少輸送機在彎曲段的磨損，提高其壽命，在推移輸送機時，要保持采煤機之后的彎曲段長度不得小于15m。

　　（3）刮板輸送機必須單方向推移，嚴禁從兩頭向中間推移。

　　（4）為防止卡死刮板輸送機，停機時嚴禁推溜，但推移機頭、機尾時必須停機作業。

　　（5）完成推移刮板輸送機后，必須及時清掃散落在電纜槽內、刮板輸送機與液壓支架之間等處的浮煤，并且把煤和矸石一起裝入刮板輸送機內

　　3、各工序安全技術措施

　　各工種都要嚴格執行本工種崗位責任制、操作規程、《煤礦安全規程》、《煤礦綜采工作面安全技術規定》、《崗位作業標準》和本工作面規程及本礦井有關規定。

　　1）采煤機割煤

　　（1）開機前，必須全面檢查機器的完好情況，其中水壓、水量、油位必須符合要求，水管和油管、冷卻系統和噴霧系統完好，保護裝置齊全可靠，各手把、按鈕均置于“零位”或“停止”位置。

　　認真對頂板、煤幫、底板進行觀察，有異常情況隨時進行處理。巡視四周，確認機器周圍特別是滾筒周圍無人妨礙采煤機正常工作時，方可發出開機信號，進行開機。

　　（2）割煤過程中，機組司機應站在有掩護的地點操作，嚴禁把頭伸在機組與支架頂梁之間，在機組前后5m范圍內禁止有人作業或在此停留。

　　（3）割煤時，必須先送水，后開機，嚴禁無水開機。

　　（4）割煤時，要隨時注意各部分的運行情況，發現異常情況及時停機，經檢查處理后，方可開機。處理機組故障時，要將隔離開關打到零位，切斷電源，摘掉滾筒離合器，并閉鎖工作面刮板輸送機，支架護幫板打出，有效閉鎖鍵不少于2個。

　　（5）割煤時，上滾筒司機負責觀察支架護幫板是否收回，以防止割前梁、護幫板，機組運行時，距上滾筒前方6m范圍內的支架護幫板可以全部收回。

　　（6）負責看護電纜的司機必須密切注意割煤時電纜的動態，清理電纜槽內的煤塊、矸塊，防止擠壞電纜。

　　（7）機組司機要跟支架工配合好，嚴格執行追機作業。

　　（8）機組司機要精心操作，割過煤后要保持頂底板平整，煤壁直齊。

　　（9）機組割到距機頭、機尾5m時，要放慢速度，緩慢割透，防止三角煤片幫撞到棚梁，同時巷道內距工作面3m范圍內不準有人。

　　（10）機組在通過頂板破碎區段時，司機要掌握好機組速度，發現有異常情況時，必須立即停機及時拉架護頂，防止漏矸。

　　（11）檢修機組時，視煤壁情況在機組前后3m范圍內打臨時支護。

　　（12）更換截齒時，身體與滾筒保持在0.3m以上距離。

　　（13）檢修班試運轉后，停機時，機組各手把全部打在零位，摘開滾筒離合器。

　　2）移架

　　（1）工作面支架必須達到完好，支架工操作支架前要先熟悉各操作各手把功能，以免誤動作造成傷人事故。

　　（2）割過煤后，距機組后滾筒4~6架進行拉架。

　　（3）移架時，支架周圍不得有人，先將側護板、護幫板收回，方可降架、拉架，支架可下降150~200mm，移動支架為準，在破碎頂板下，必須帶壓拉架，移架過程中，應隨時調整支架。

　　（4）支架拉到位后，要及時將支架升緊，頂梁升平，如頂板較破碎，煤幫片幫嚴重時，要超前移架，并打出護幫板護幫、控頂，然后及時將操作手把打到零位，任何人不得隨意拉動操作手把。

　　（5）割煤時，可將機組前10m的推溜手把打在供液位置，停止割煤時，必須及時把手把打到零位。

　　（6）檢修支架時，必須先關閉本架截止閥。

　　（7）工作面排頭架、排尾架拉架前，要將工作刮板輸送機機頭、機尾推移到位，清凈煤后才能拉架。

　　3）移、拉刮板輸送機

　　（1）移溜由支架工負責進行。

　　（2）移溜時，支架與擋煤板、支架架間不準有人，防止推移千斤頂擠傷人。

　　（3）移溜工作應在刮板輸送機運行中進行。

　　（4）嚴格執行順序追機作業，移溜滯后拉架4~6架，從一端到另一端，不準任意分段或由兩端向中間擠推。

　　（5）移溜時，必須依次順序前移，嚴禁出現急彎，刮板輸送機要保持平、直、穩。頂不動時，必須查清原因，處理后，方可移溜，嚴禁強行移溜。

　　（6）移機頭、機尾時，要停溜進行。

　　（7）刮板輸送機發生前后竄時，要及時調整，保證安全出口寬度。

　　（8）處理刮板輸送機事故時，要閉鎖前后部刮板輸送機（閉鎖鍵不少于2個）起吊刮板輸送機時，要用道木、柱帽墊實，嚴禁任何人的身體部位進入刮板輸送機底下。

　　4）清煤

　　（1）清煤時，要密切觀察周圍支架、頂板情況，確認無危險后，方可作業。

　　（2）清煤作業時，任何人不得操作清煤地點相鄰的4個架。

　　（3）清煤作業時，必須面向機尾，隨時注意刮板輸送機上拉過來的大塊碳，雜物及煤壁片幫情況，以及傷人。

　　5）拉轉載機

　　（1）拉轉載機要先停機閉鎖，然后檢查各聯接裝置是否牢固可靠，戧柱是否牢固可靠，戧柱一組不得少于3根，跑道上有無雜物，保持跑道平穩，整理好電纜、液管等，并保證設備突出部分與兩側的單體柱有200mm間隙后，方可推移。

　　（2）拉轉載機由端頭維護工負責操作，一人操作，一人到轉載機機頭5m外觀察指揮，操作閥組人員要站在端頭安全地點進行操作，拉轉載機時要緩慢送液，如遇阻力大時，必須停下來查找原因，處理后方可作業。

　　（3）拉轉載機時，轉載機兩側不許有人停留和通過。

　　（4）轉載機拉過后，要檢查機頭是否正確搭接在跑道上，如有偏差要及時調整。

　　6）工作面預防咬架、拉架、倒架、歪架技術措施

　　（1）工作面采高要控制在規定范圍內，嚴禁超高，使支架不接頂造成倒架。

　　（2）升架時，應給支架足夠的支撐力，與頂板接觸嚴密，相鄰支架間側護板上、下不超過2/3。

　　（3）當出現底板不平或底板松軟時，要在支架底座下墊道木、板梁等，使支架升平，防止倒架、拉架。

　　（4）處理支架倒架和壓架時，要制定專項措施。

　　8）過斷層、老空等破碎頂板區段時的安全措施

　　（1）割煤后，及時拉架護頂，片幫嚴重處要超前拉架，超前拉架時要保證機組能順利通過，不得相互干涉，以免損壞設備，否則另行制定保護措施。

　　（2）片幫大的地方及時在煤幫挑走向棚支護頂板。

　　（3）工作面回采期間遇壓力大，煤幫片幫嚴重時要及時制定專門措施來處理。

　　4、綜采工作面初采措施

　　1）工作面初采初期間，成立初采領導小組

　　領導小組負責初采初放期間的安全生產現場指揮工作，并解決初采期間生產中遇到的一切問題，只有在確認工作面老頂全部垮落，初次來壓穩定，生產處于正常時，領導小組方可解散。

　　2）初采期間，將支架升緊，護幫板打出，保證支架支承頂板均勻，接頂嚴密，護幫有力，防止抽條、片幫，初撐力符合要求。

　　3）割煤后，要及時拉架，并及時護幫，頂板破碎時，要帶壓拉架。

　　4）時刻注意頂板壓力及安全閥開啟情況，防止壓死支架。

　　5）采空懸頂面積較大，影響工作面風量時，通風科要負責調節風量，同時加強瓦斯監測，防止瓦斯超限。

　　6）工作面片幫時要超前拉架，片幫嚴重時，要在煤幫挑棚打柱。

　　7）加強兩巷超前支護并保證安全出口暢通，采用兩套液壓支柱支護，加強超前支架的維護工作。

　　8）初采期間，要合理組織生產，加快工作面推進速度，調整好頂底板。

　　9）加強頂板管理，及時把支架拉到最小控頂距。

　　10）從切眼開始，懸頂長度超過8m時，要進行強制放頂，必須制定專門的強制放頂措施。

　　八、6號煤層采煤工藝及要求

　　設計6號煤層采用普采一次采全高采煤方法，采煤工作面采用采煤機割煤，一次采全高，單體液壓支柱支護頂板，可彎曲刮板輸送機運煤。采煤機割煤，循環回采工序依次為采煤機端頭斜切進刀、割煤→掛頂梁支護→裝煤運煤→移溜→移支柱→回柱放頂。

　　1、采煤機割煤

　　采煤機首先端頭斜切進刀，至要求截深后，下放前滾筒，同時抬起后滾筒回割三角煤，然后前后滾筒復原開始割煤。前滾筒割頂煤，后滾筒割底煤。采煤機割煤時，要求嚴格按操作要求操作，具體要求如下：

　　（1）控制采煤機牽引速度，防止壓溜、涌煤事故發生，保持割煤過程中的底板平整。

　　（2）采煤機割煤時，應保證齒軌的安設緊固完整，并應經常檢查。

　　（3）采煤機上必須裝有能停止工作面刮板輸送機運行的閉鎖裝置。采煤機因故暫停時，必須打開隔離開關和離合器，采煤機停止工作或檢修時，先切斷電源，并打開其磁力起動器的隔離開關。啟動采煤機前，先巡視采煤機四周，確認對人員無危險后，方可接通電源。

　　（4）采煤機割煤時，應嚴格按采煤機安全操作規程的要求進行操作。

　　2、掛頂梁支護

　　首先進行敲幫問頂，處理頂幫的活煤（矸）等隱患，掛梁時可先隔一掛一，然后盡快補全，要求一梁兩背板（背板長約0.8～1.0m，寬度為120～150mm，厚約40～50mm），平板銷插緊，必須用鐵鏈掛在梁上。保證頂梁全部補掛完成后，才可再次割煤。

　　3、裝煤運煤

　　掛梁后，裝煤工即可在各自的分段范圍內進行裝煤，裝煤時要在鉸接頂梁全部掛好，臨時點柱隔一打一的情況下才能進行。裝煤過程中，要經常處理煤壁的片幫，處理不了的要在隱患處立即打上貼幫柱，正常情況下每隔3米要打一根貼幫點柱防止片幫。特大塊炭要進行破碎，要確保所在范圍內煤裝凈，底板平，煤壁直。采用煤溜運煤。

　　4、移溜

　　工作面煤裝完、浮煤清理干凈后即可移溜，推溜時由機尾向機頭方向順序進行，禁止由機頭機尾兩端向中間移溜，移溜時彎曲段長為9～12m，移溜后在機頭機尾各支兩根壓機柱，整部煤溜移過以后要保持平、直、穩。

　　5、打正式支柱

　　移溜后要利用工作面其它備用的單體液壓支柱及時在溜子的一側打上支柱，支柱要打在距鉸接梁梁頭約25公分（三、五齒之間）處，使梁保持平整，柱距0.6m，排距0.6m，柱要支直，迎山有力。同時為了保證回柱時做到先支后回，根據回柱時的分段，提前對新的切頂線下的支柱進行加打密柱和戧柱，每個分段超前打密集切頂柱應不小于6m，每隔2m留設一個0.5m以上的安全出口。

　　6、回柱放頂

　　回柱為人工分段作業，每一個分段不能小于10m，必須做到先支后回，支密柱超前回柱不少于6m，相鄰兩段作業要同向回柱，邊支邊回，嚴禁由兩側一齊向中間回柱。回柱時，先回戧柱，再回密柱和梁柱，回出的戧柱、梁柱和密柱要繼續超前打在第三排切頂柱一側及其兩根梁柱之間形成新的密集切頂柱，打戧柱時保持各一戧一，密柱柱頭上帶上柱帽，所有支柱必須有3～5度的迎山角。

　　回柱放頂時，必須在工作面本分段的四排支柱完好齊全的情況下方可開始回柱作業，嚴格做到見四回一。具體操作時將靠近采空區側一排的戧柱、密柱、梁柱依次回出，按順序支在新的切頂線下的兩根梁中間形成單排密集切頂支柱，支設密集切頂支柱時要保證梁柱、密柱打成一條直線，頂梁要保持平整；遇到不穩定的較破碎頂板時，為了保證支柱的穩定性，要在密集切頂支柱一側架設一梁三柱的斜撐棚子（戧棚），戧棚回出后要繼續戧住下一排密集切頂支柱。

　　第二節采區布置

　　一、移交生產和達到設計能力時的采區數目、位置和工作面生產能力

　　根據該礦現狀及本設計開拓布置，礦井達到900kt/a生產能力時，井下共布置2個生產采區，6號煤層一采區和9號煤層一采區，在兩個采區內分別布置一個高檔普采一次采全高工作面和一個綜采一次采全高工作面，其中6號煤層高檔普采工作面長度為100m，9號煤層綜采工作面長度為150m。

　　工作面生產能力按下式計算：

　　A采=L×I×M×γ×C

　　式中：A采——回采工作面年產量t/a

　　L——工作面年推進度取950/1515m高檔普采/綜采

　　I——工作面長度100/150m高檔普采/綜采

　　M——工作面采高0.78/2.58m高檔普采/綜采

　　γ——煤的容重1.35t/1.40t/m3高檔普采/綜采

　　C——工作面回采率取0.97/0.95高檔普采/綜采

　　移交生產及達到設計產量時回采工作面產量

　　6號煤層高檔普采工作面生產能力：

　　A普采=950×100×0.78×1.35×0.97=97034t/a

　　9號煤層綜采工作面生產能力：

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

　　A采=97034+779785=876819t/a

　　高檔普采工作面年推進度950m，年掘進量為2400m。順槽掘進平均純煤斷面為2.9m2，綜采工作面年推進度1515m，年掘進量為3500m。順槽掘進平均純煤斷面為8.6m2，掘進煤量分別為：

　　A普掘=2400×2.9×1.35=9396t/a

　　A綜掘=3500×8.6×1.40＝42140t/a。

　　A掘=9396+42140＝51536t/a

　　則全礦井產量A=876819+51536=928355t/a=928.355kt/a。能夠滿足礦井900kt/a設計生產能力。

　　其中：

　　6號煤層生產能力為：

　　A6號煤層=A普采+A普掘=97034+9396=106430t/a=106.430kt/a

　　9號煤層生產能力為：

　　A9號煤層=A綜采+A綜掘=779785+42140=821925t/a=821.925kt/a

　　二、采區尺寸、巷道布置及其聯絡方式

　　根據礦井開拓布置，礦井達產時共布置兩個生產采區，即6號煤層一采區和9號煤層一采區，6號煤層一采區位于鐵水溝北斷層以南，主斜井井筒落底點以東區域，采區東西約1.2km，南北約0.5km；9號煤層一采區位于副立井井底附近，+1240水平三條大巷以東區域,采區東西約1.1km，南北約0.95km。

　　由于達產時僅靠6號煤層一個工作面無法滿足礦井設計產量，所以設計6號和9號煤層同時開采，設計在采區布置中考慮了工作面接替和避免蹬空開采的問題，9號煤層一采區先期開采位置位于6號煤層的不可采區域。

　　9號煤層一采區直接利用礦井膠帶大巷、+1240水平軌道大巷和回風大巷進行回采，回采工作面采用雙巷布置，即膠帶順槽與運輸大巷連接，擔負工作面原煤運輸和進風任務，回風順槽與回風大巷連接，并通過聯絡巷與軌道大巷連接，擔負工作面運料、回風任務，從而構成了9號煤層一采區的各生產系統。

　　6號煤層一采區布置3條采區巷道，即采區膠帶下山、軌道下山和回風下山。其中膠帶下山直接與主斜井膠帶機搭接，軌道巷與+1240水平軌道大巷連接，回風下山與礦井回風大巷連接，從而構成了6號煤層一采區的各生產系統。

　　6號煤層普采工作面也采用雙巷布置，連接方式同9號煤層綜采工作面。

　　大巷間分別有聯絡巷相通，根據需要安裝不同類型的風門。以便于進、回風、運料為原則，大巷同各順槽分別用聯絡巷連接。采區巷道布置詳見圖5-2-1,5-2-2、5-2-3。

　　三、采煤工作面接替

　　初期開采9號煤層一采區及6號煤層一采區，設計初期在9號煤層一采區布置一個綜采工作面，在6號煤層一采區布置一個高檔普采工作面，工作面的銜接關系見表5—2—1。

　　三、采區煤、矸運輸和輔助運輸方式、設備及通風、排水系統

　　1、煤炭運輸系統

　　9101回采工作面（可彎曲刮板輸送機）—→膠帶順槽（轉載機、膠帶輸送機）—→膠帶大巷（膠帶輸送機）—→井底煤倉—→主斜井（大傾角膠帶輸送機）—→地面生產系統。

　　6101回采工作面（可彎曲刮板輸送機）—→膠帶順槽（轉載機轉載機、膠帶輸送機）—→膠帶下山（膠帶輸送機）—→膠帶機頭硐室—→井底煤倉—→主斜井（大傾角膠帶輸送機）—→地面生產系統。

　　3）掘進煤運輸系統

　　掘進工作面通過轉載進入礦井運煤系統。

　　表5—2—1采煤工作面接替表

　　2、井下輔助運輸

　　1）運矸系統

　　6號煤一采區掘進頭矸石（調度絞車牽引礦車）—→軌道巷（調度絞車牽引礦車）—→軌道大巷（+1240水平）（無級繩連續牽引車）—→+1240m水平井底車場—→副立井—→地面—→地面集中排棄。

　　9號煤一采區掘進頭矸石（調度絞車牽引礦車）—→軌道大巷（+1240水平）（無級繩連續牽引車）—→+1240m水平井底車場（調度絞車）—→副立井—→地面—→地面集中排棄。

　　2）材料運輸系統

　　副立井—→+1240m水平井底車場（調度絞車）—→軌道大巷（+1240水平）（無級繩連續牽引車）—→回風順槽（調度絞車牽引礦車）—→9101回采工作面。

　　副立井—→+1240m水平井底車場（調度絞車）—→軌道大巷（+1240水平）（無級繩連續牽引車）—→6號煤軌道巷（調度絞車牽引礦車）—→回風順槽（調度絞車牽引礦車）—→6101回采工作面。

　　3、采區通風系統

　　新鮮風流—→主斜井（副立井）—→膠帶膠帶（軌道）大巷—→+1240運輸巷—→膠帶下山、軌道巷—→膠帶順槽—→0601回采工作面（乏風）—→回風順槽—→回風下山—→回風大巷—→回風立井—→地面（主通風機）。

　　新鮮風流—→主斜井（副立井）—→膠帶膠帶（軌道）大巷—→膠帶順槽—→9101回采工作面（乏風）—→回風順槽—→回風大巷—→回風立井→地面（主通風機）。

　　4、采區排水系統

　　6101回采工作面—→膠帶順槽（回風順槽）—→軌道巷—→+1240軌道大巷—→副立井井底水倉（主排水泵房）—→副立井—→地面（井下水處理系統）

　　9101回采工作面—→膠帶順槽（回風順槽）—→+1240軌道大巷—→副立井井底水倉（主排水泵房）—→副立井—→地面（井下水處理系統）。

　　達到設計能力時采區工作面特征見表5-2-1。

　　第三節巷道掘進

　　一、巷道斷面和支護形式

　　礦井移交及達產時，井下布置6101普采工作面和9101綜采工作面。開掘的巷道有：回風大巷、膠帶大巷、+1240軌道大巷、6號煤層采區膠帶下山、軌道巷、回風下山和各回采工作面順槽及必要的聯絡巷。

　　表5-2-1達到設計能力時采區工作面特征表

　　各巷道斷面尺寸、斷面形式、支護方式，是根據設備、運輸、通風、行人、管線布置等的要求確定的，支護方式是根據巷道用途、服務年限、圍巖情況及斷面大小等因素確定的。

　　本礦井除井底車場巷道、硐室及斜巷，+1240軌道大巷為巖巷外，其余巷道均沿煤層布置。

　　開拓大巷，因其服務年限較長，是礦井的主要巷道，影響面大，設計其斷面形式為半圓拱或矩形斷面（沿煤層頂板布置時），支護方式采用錨、網、噴支護，錨索補強。

　　工作面順槽因其服務年限短，為防止煤壁片幫，設計采用矩形斷面錨、網支護。

　　采用錨噴支護的巷道，當圍巖壓力較大，局部破碎地段，可根據實際情況增加錨索以增加巷道的穩定性和安全性。

　　二、巷道掘進進度指標

　　主要掘進工程量是三條大巷、兩條采區巷和工作面順槽。巷道掘進進度指標如下：大巷：200m/月，煤巷：300m/月，開切眼150m/月。

　　三、掘進工作面個數及機械設備配備

　　礦井兩個回采工作面生產，在6號煤層中配備二個順槽普掘工作面，在9號煤層中布置兩個順槽綜掘工作面。各煤層中順槽與大巷交替掘進。并在一定距離內相互貫通。綜掘工作面的機械配備詳見表5-3-1。普掘工作面的機械配備詳見表5-3-2。

　　表5-3-19號煤層綜掘進工作面主要機械配備表

　　第六章通風和安全

　　第一節概況

　　一、瓦斯

　　據井田內鐵5號孔采取3、9、10號煤層瓦斯樣瓦斯測定結果：9、10號煤層的CH4含量為0.06—0.13ml/g·daf，煤層自然瓦斯成份中CH4含量為0.00—3.56%，CO2含量為9.55—52.48%，N2含量為47.52—86.89%，屬N2—CO2帶；據102號鉆孔采取9+10、11號煤層瓦斯樣測定結果：CH4含量為0.12-0.17ml/g·daf，煤層自然瓦斯成分中CH4含量為3.17-7.07%，屬N2—CO2帶；據104號鉆孔采取1、6、9+10號煤層瓦斯樣測定結果：CH4含量在0.21-3.17ml/g·daf，煤層自然瓦斯成分中CH4含量為10.73-49.73%，均屬N2—CH4帶。另據井田內鐵水溝煤礦和大柵煤礦2005年度開采2號煤層的瓦斯鑒定結果（山西省煤管局晉煤安發[2006]39號文）：

　　鐵水溝煤礦瓦斯絕對涌出量為0.34m3/min，相對涌出量為6.99m3/t，縣初審為低瓦斯礦井，上年度2004年瓦斯涌出量為0.17m3/min,相對瓦斯涌出量為3.18m3/t，鑒定等級為低瓦斯礦井，2005年瓦斯批復等級為高瓦斯礦井,備注為上年度為高瓦斯礦井，分析原因早年曾出現過高瓦斯，根據2004、2005年度的鑒定應為低瓦斯礦井。

　　井田內大柵煤礦瓦斯絕對涌出量0.29m3/min,相對涌出量4.91m3/min，市審查等級低，2004年度絕對涌出量0.39m3/min,相對涌出量3.7m3/min，鑒定等級低瓦斯礦井，2005年批復高管瓦斯礦井。

　　井田鄰近財源煤礦，據長煤局安發[2007]717號文，開采9+10號煤層，井下瓦斯絕對涌出量為0.73m3/min,瓦斯相對涌出量為3.50m3/t，CO2絕對涌出量為0.88m3/min,CO2相對涌出量為4.20m3/t，屬低瓦斯礦井,批復等級為低瓦斯礦井。

　　根據地質報告批復，該礦為低瓦斯礦井。河南理工大學2010年7月為該礦編制了《山西金暉隆泰煤業有限公司礦井瓦斯涌出量預測研究報告》，，預測了山西金暉隆泰煤業有限公司一采區、二采區以及后期開采區域6號、9號煤層開采時的礦井最大瓦斯涌出量。預測結果為：金暉隆泰煤業有限公司在開采6號、9號煤層時，最大瓦斯相對用涌出量為4.12m3/t。礦井屬于低瓦斯礦井。2010年8月11日，山西省煤炭工業廳以晉煤瓦發【2010】784號文《關于山西金暉隆泰煤業有限公司礦井瓦斯涌出量預測的批復》對該報告進行了批復。

　　礦井達到900kt/a時，礦井瓦斯絕對涌出量為4.12×900000/（330×24×60）=7.80m3/min。根據預測報告礦井瓦斯構成情況，采煤工作面約占75%，普掘進工作面約占5%（2個掘進頭，每個頭按2.5%計），綜掘進工作面約占10%（2個掘進頭，每個頭按5%計）其他地點約占10%，則采煤工作面瓦斯絕對涌出量5.85m3/min（其中高檔普采工作面：5.85×97034/（97034+782565）=0.64m3/min，綜采工作面：5.85－0.64=5.21m3/min），每個普掘工作面瓦斯絕對涌出量0.20m3/min，每個綜掘工作面瓦斯絕對涌出量0.39m3/min。

　　二、煤塵爆炸危險性

　　井田內鐵水溝煤礦2004年2號煤層煤塵爆炸性鑒定結果：火焰長度380mm，最大巖粉用量75%，有爆炸性危險。

　　井田內大柵煤礦2004年山西省煤炭工業局綜合測試中心對2號煤層煤塵爆炸鑒定結果：火焰長度大于400mm，加巖粉量為80％，煤塵有爆炸危險性。

　　鄰近礦井新超煤業，2008年9月17日，在掘進工作面采取3號煤層樣，由國家煤及煤化工產品質量監督檢驗中心檢驗結果，煤塵火焰長度為50mm，抑制煤塵爆炸最低巖粉、煤塵用量為30%，有爆炸危險性。

　　鄰近礦井西坡煤業，2008年9月由山西省煤炭工業局綜合測試中心對6號煤樣鑒定結果：煤塵火焰長度為60mm，抑制煤塵爆炸最低巖粉、煤塵用量為55%，具有爆炸危險性。

　　鄰近礦井新超煤業，2008年9月17日，在掘進工作面采取9+10號煤層樣，由國家煤及煤化工產品質量監督檢驗中心檢驗結果，煤塵火焰長度為40mm，抑制煤塵爆炸最低巖粉、煤塵用量為30%，有爆炸危險性。

　　鄰近礦井甲義晟煤業，2009年7月15日，在掘進工作面采取11號煤層樣，由國家煤及煤化工產品質量監督檢驗中心檢驗結果，煤塵火焰長度為50mm，抑制煤塵爆炸最低巖粉、煤塵用量為25%，有爆炸危險性。詳見表6-1-3。

　　三、煤的自然傾向性

　　井田內鐵水溝煤礦2004年2號煤層自燃傾向性測試結果：吸氧量為0.6744cm3/g，自燃等級為Ⅱ，傾向性為自燃。井上原煤4—6個月發生自燃。井田內大柵煤礦2004年山西省煤炭工業局綜合測試中心對2號煤層自燃傾向性測試結果：吸氧量為0.7659cm3/g，自燃等級為Ⅰ類，即屬容易自燃煤層。自燃發火期為90天。

　　鄰近礦井新超煤業，2008年9月17日，在掘進工作面采取3號煤層樣，由國家煤及煤化工產品質量監督檢驗中心檢驗結果，煤的吸氧量為0.36cm3/g，自燃傾向性等級為Ⅲ類，屬不易自燃，詳見表6-1-1。

　　鄰近礦井西坡煤業，2006年9月，由山西省煤炭工業局綜合測試中心對6號煤樣鑒定結果：煤的吸氧量為0.8608cm3/g，自燃傾向性等級為Ⅰ類，屬容易自燃煤層。

　　鄰近礦井新超煤業，2008年9月17日，在掘進工作面采取9號煤層樣，由山西煤礦礦用安全產品檢驗中心檢驗結果，煤的吸氧量為0.7309cm3/g，自燃傾向性等級為Ⅰ類，屬容易自燃。

　　鄰近礦井甲義晟煤業，2009年7月2日，JYS-5號鉆孔采取9、10、11號煤層樣，由山西省煤炭地質研究所檢驗中心檢驗結果，煤的吸氧量為分別為0.76cm3/g、0.72cm3/g，自燃傾向性等級均為Ⅰ類，屬容易自燃煤層。

　　從礦井采樣鑒定結果，2號煤層煤的自燃傾向性結果，屬自燃到容易自燃，9、10、11號煤層屬容易自燃煤層，因此，在生產過程中應加強原煤的管理工作，謹防因煤層的自燃而引發的各類事故。

　　第二節礦井通風

　　一、礦井通風方式及通風系統

　　根據開拓布置和井田范圍，礦井通風方式采用中央并列式，通風方法式采用機械抽出式。主斜井、副立井進風，回風立井回風，。

　　二、風井數目、位置、服務范圍及服務時間

　　設計先期開采地段共布置三個井筒，即主斜井、副立井、回風立井。主斜井和副立井進風，回風立井回風。先期開采地段三個井筒均位于工業場地內，回風立井服務于先期開采地段，服務年限11.7a。

　　三、掘進通風及硐室通風

　　礦井達到設計生產能力時，共配備兩個順槽綜掘進工作面和兩個順槽普掘工作面，均采用壓入式局部通風機獨立通風，無串聯通風。

　　礦井井下采區變電所及爆破材料發放硐室采用獨立通風，其余硐室均位于進風側，為擴散通風。

　　四、礦井風量、風壓及等積孔計算

　　1、風量計算

　　依據《煤礦安全規程》和《煤炭工業礦井設計規范》（GB50215-2005）規定，礦井總風量應按井下同時工作的最多人數每人每分鐘供給風量不得少于4m3和采煤、掘進、硐室及其它地點實際需要風量總和的最大值選取。

　　⑴按井下同時工作的最多人數計算

　　Q＝4NK

　　式中：

　　Q——礦井總供風量，m3/min；

　　N——井下同時工作的最多人數，按交接班人數：88×2=176，取176人；

　　4——每人每分鐘供風標準，m3/min；

　　K——礦井通風系數，包括礦井內部漏風和分配不均勻等因素，取1.2。

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

　　⑵按采煤、掘進、硐室及其它地點實際需風量計算

　　礦井需要的風量按下列要求分別計算，并選取其中的最大值：

　　Qra≥（∑Qcf＋∑Qhf＋∑Qur＋∑Qsc＋∑Qrl）·kaq

　　式中Qra——礦井需要風量，m3/s；

　　Qcf——采煤工作面實際需要風量，m3/s；

　　Qhf——掘進工作面實際需要風量，m3/s；

　　Qur——硐室實際需要風量，m3/s；

　　Qsc——備用工作面實際需要風量，m3/s；

　　Qrl——其他用風巷道實際需要風量，m3/s；

　　kaq——礦井通風需風系數，取1.20。

　　1）采煤工作面實際需要風量的計算

　　每個采煤工作面實際需要風量，按工作面氣象條件、瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、人員和爆破后的有害氣體產生量等規定分別進行計算，取其中最大值。

　　A.按氣象條件計算

　　Qcf＝60×70%×vcf×Scf·kch·kcl

　　式中：

　　vcf——采煤工作面的風速，按采煤工作面進風流的溫度取，1.5m/s；

　　Scf——采煤工作面的平均有效斷面積，按最大和最小控頂有效斷面的平均值計算，6號煤層高檔普采：（2.6+3.2）/2×0.78=2.26m2；9號煤層綜采：（4.2+4.8）/2×2.58=11.61m2；

　　kch——采煤工作面采高調整系數，取1/1.1；

　　kcl——采煤工作面長度調整系數，取1/1.2；

　　70%——有效通風斷面系數；

　　60——為單位換算產生的系數。

　　6號煤層高檔普采：Qpcf＝60×70%×1.5×2.26×1.0×1.0＝142.38m3/min＝2.37m3/s。

　　9號煤層綜采Qzcf＝60×70%×1.5×11.61×1.1×1.2＝965.49m3/min＝16.09m3/s。

　　B.按瓦斯涌出量計算

　　Qcf＝100·qcg·kcg

　　式中：

　　qcg——采煤工作面回風巷風流中平均絕對瓦斯涌出量，m3/min；高檔普采工作面：5.85×97034/（97034+782565）=0.64m3/min，綜采工作面：5.85－0.64=5.21m3/min。

　　kcg——采煤工作面瓦斯涌出不均勻的備用風量系數，1.4；

　　100——按采煤工作面回風流中瓦斯的濃度不應超過1％的換算系數；

　　6號煤層高檔普采：Qcf＝100×0.64×1.4＝89.6m3/min＝1.50m3/s

　　9號煤層綜采：Qcf＝100×5.21×1.4＝729.4m3/min＝12.16m3/s

　　C.按二氧化碳涌出量計算

　　Qcf＝67·qcc·kcc

　　式中

　　qcc——采煤工作面回風巷風流中平均絕對二氧化碳涌出量，m3/min；井田鄰近財源煤礦，據長煤局安發[2007]717號文，開采9+10號煤層，井下相對CO2涌出量為4.20m3/t。

　　礦井二氧化碳絕對涌出量為4.2×900000/（330×24×60）=7.95m3/min。根據礦井瓦斯及二氧化碳構成情況，回采工作面約占75%（掘進工作面約占15%，四個掘進頭，兩個普掘頭按均2.5%計，兩個綜掘頭均按5%），其他地點約占10%，采煤工作面二氧化碳絕對涌出量為5.96m3/min，其中：高檔普采工作面：5.96×97034/（97034+782565）=0.65m3/min），綜采工作面：5.96－0.65=5.31m3/min。每個普掘工作面二氧化碳絕對涌出量為0.20m3/min，每個綜掘工作面二氧化碳絕對涌出量為0.40m3/min，。

　　kcc——采煤工作面二氧化碳涌出不均勻的備用風量系數，1.4；

　　67——按采煤工作面回風流中二氧化碳的濃度不應超過1.5％的換算系數。

　　6號煤層高檔普采：Qcf＝67×0.65×1.4＝60.97m3/min＝1.0m3/s

　　9號煤層綜采：Qcf＝67×5.31×1.4＝498.08m3/min＝8.30m3/s

　　D.按工作人員數量驗算

　　Qcf≥4Ncf

　　式中Ncf——采煤工作面同時工作的最多人數，人；

　　4——每人需風量，m3/min。

　　Qcf≥4×30≥120m3/min＝2m3/s

　　按以上計算結果取最大值，即

　　6號煤層高檔普采：Qpcf＝2.37m3/s,取Qpcf＝3m3/s。

　　9號煤層綜采Qzcf＝16.09m3/s,取Qzcf＝17m3/s。

　　E.按風速進行驗算

　　驗算最小風量：Qcf≥60×0.25Scb

　　式中

　　Scb——采煤工作面最大控頂有效斷面積，m2，

　　6號煤層高檔普采面：

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

　　9號煤層綜采面：

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

　　lcb——采煤工作面最大控頂距，m；

　　hcf——采煤工作面實際采高，m；

　　0.25——采煤工作面允許的最小風速，m/s；

　　6號煤層高檔普采面：

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

　　9號煤層綜采面：

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

　　b）驗算最大風量：Qcf≤60×4.0Scs

　　式中

　　Scs——采煤工作面最小控頂有效斷面積，m2。

　　6號煤層高檔普采面：

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

　　9號煤層綜采面：

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

　　lcs——采煤工作面最小控頂距，4.8m；

　　70%——有效通風斷面系數；

　　4.0——采煤工作面允許的最大風速，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

　　滿足風速要求。

　　根據上述計算,按工作面適宜溫度計算的風量最大,故該礦井一個綜采工作面需要風量取17m3/s，一個普采工作面需要風量取3m3/s工作面需要風量Qcf=17+3=20m3/s，取20m3/s。

　　F.備用工作面實際需要風量，應滿足瓦斯、二氧化碳、氣象條件等規定計算的風量，且最少不應低于采煤工作面實際需要風量的50%。

　　Qsc=0.5×Qcf=0.5×20=10m3/s。

　　2）掘進工作面實際需要風量的計算

　　每個掘進工作面實際需要風量，應按瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、人員、爆破后的有害氣體產生量以及局部通風機的實際吸風量等規定分別進行計算，然后取其中最大值。

　　A.按照瓦斯涌出量計算

　　Qhf＝100·qhg·khg

　　式中qhg——掘進工作面回風巷風流中平均絕對瓦斯涌出量，綜掘工作面瓦斯絕對涌出量為1.43m3/min；

　　khg——掘進工作面瓦斯涌出不均勻的備用風量系數，2.0；

　　100——按掘進工作面回風流中瓦斯的濃度不應超過1％的換算系數；

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

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

　　B.按照二氧化碳涌出量計算

　　Qcf=67·qhc·khc

　　式中

　　qhc——掘進工作面回風巷風流中平均絕對二氧化碳涌出量，1.36m3/min；

　　khc——掘進工作面二氧化碳涌出不均勻的備用風量系數，2.0；

　　67——按掘進工作面回風流中二氧化碳的濃度不應超過1.5％的換算系數。

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

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

　　C.按局部通風機實際吸風量計算

　　Qaf＝Qaf·I+60×0.25Shd

　　式中

　　Qaf——局部通風機實際吸風量，設計選用KDF-6.3型局部扇風機，功率為2×15KW風量為450-230m3/min的局部通風。

　　I——掘進工作面同時通風的局部通風機臺數，1臺；

　　0.25——有瓦斯涌出的巖巷，半煤巖巷和煤巷允許的最低風速；

　　Shd——局部通風機安裝地點到回風口間的巷道最大斷面積，12.88m2。

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

　　D.按工作人員數量驗算

　　Qaf≥4Nhf

　　式中Nhf——掘進工作面同時工作的最多人數，人；

　　4——每人需風量，m3/min。

　　Qaf≥4×20＝80m3/min＝1.33m3/s

　　按以上計算結果取最大值，即Qcf＝8.2m3/s。

　　E.按風速進行驗算

　　a）驗算最小風量：

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

　　b）驗算最大風量：

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

　　式中

　　Shf——掘進工作面巷道的凈斷面積，m2。

　　滿足風速要求。

　　根據上述計算得知，按局部通風機吸入量計算的風量最大。

　　礦井設計達產時配備兩個綜掘工作面及兩個普掘工作面，順槽掘進和大巷掘進交替進行，考慮到停風不停掘，設計考慮一個備用面，因此，掘進工作面總風量為：

　　∑Q掘=8.2×5=41m3/s。

　　3）硐室需風量計算

　　礦井獨立通風硐室采區變電所及爆破材料發放硐室，各配風3.0m3/s，則：∑Q硐=6.0m3/s。

　　4）其他用風巷道實際需風量計算

　　按實際用風地點計算，∑Qrl＝14m3/s，

　　故由以上計算可得礦井總風量為：

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

　　2、風量分配

　　礦井總進風量110m3/s，其中主斜井進風50m3/s，副立井進風60m3/s。

　　將礦井總進風量分配到井下各用風地點，具體配風詳見表6-2-1。

　　表6-2-1礦井風量分配表

　　3、礦井通風負壓計算

　　礦井通風負壓采用下式計算：

　　h=Σ（α·L·P·Q2/S3）+h局

　　式中：h——礦井通風總阻力，Pa；

　　α——井巷摩擦阻力系數，N·s2/m4；

　　L——井巷長度，m；

　　P——井巷凈斷面周長，m；

　　Q——通過井巷的風量，m3/s；

　　S——井巷凈斷面面積，m2；

　　h局——局部阻力，h局=15%·h，Pa。

　　根據礦井采區布置，按礦井通風容易時期和困難時期通風阻力最大路線分別計算礦井通風負壓，并分別計入15％的局部阻力。

　　經計算，礦井總進風量為110m3/s，通風容易時期負壓為802.37Pa，通風困難時期負壓為973.99Pa。

　　通風負壓計算見表6-2-2、表6-2-3。通風系統圖見圖6-2-1、表6-2-2。

　　4、礦井等積孔計算

　　礦井等積孔采用下式計算：

　　A=1.19Q/h0.5

　　式中：A－－等積孔，m2；

　　Q－－風量，m3/s；

　　h－－礦井通風總阻力，Pa。

　　經計算，礦井通風容易時期為4.62m2，屬通風小阻力礦井；困難時期等積孔為4.19m2，屬通風小阻力礦井。

　　五、通風設施、防止漏風和降低風阻措施

　　1、礦井通風設施的設置

　　1）在主要進、回風巷道之間的聯絡巷中設置了雙道雙向風門，以免風流短路。

　　2）在獨立通風硐室的回風道中和進風、回風巷道的盡頭聯絡巷中設置了調節風門，以控制通風風量。

　　3）在主要風巷中，均建立測風站，以便正確測定風量。

　　2、防止漏風和降低風阻的措施

　　1）在開拓巷道的進、回風巷道間，留有30m寬的隔離煤柱，防止了裂隙處漏風；回采工作面上、下隅角密布風簾，有效阻止了采空區漏風；通風設施受采動影響后及時修復，減少通風構筑物處漏風。

　　2）回風立井，風硐等地面建筑需嚴實，經常檢修，以防漏風。

　　3）各進、回風聯絡巷中的風門、調節風門等通風設施要經常維護，保持完好，經常檢查風門的關閉情況。

　　4）盡量減少局部阻力，開掘巷道時積極采用光爆錨噴技術，主要進、回風巷道中不要長期堆放物料和存放礦車。

　　5）適當加大了井巷凈斷面積，優化了井巷支護形式，盡量減少了主要通風巷道的斷面變化及彎道。

　　第三節災害預防及安全裝備

　　一、預防瓦斯災害的一般性措施

　　1、通風是防止瓦斯積聚的有效方法。礦井通風必須做到有效、穩定和連續不斷，保證井下空氣成分必須符合《煤礦安全規程》第一百條的要求，井下巷道中的風流速度符合《煤礦安全規程》第一百零一條的要求。使采掘工作面和生產巷道中瓦斯濃度符合《煤礦規程》有關規定，及時處理局部積存的瓦斯。如回采工作面上隅角、冒落空硐等。

　　礦井必須建立完善的瓦斯、二氧化碳和其它有害氣體檢查制度，所有采掘工作面的瓦斯濃度每班至少應檢查3次。所有采掘工作面的二氧化碳濃度每班至少應檢查2次。一經發現問題，立即處理，將事故消滅在萌芽狀態。

　　采取有效措施及時處理局部積存的瓦斯，特別是回采工作面上隅角等地點應加強檢測與管理。不用的巷道及時封閉。

　　2、掘進工作面配備雙風機、雙電源、自動切換，并設專人負責管理，正常工作的局部通風機配備三專供電。風機設置位置以及巷道配風量應注意避免循環風。局扇的運行嚴格按照煤礦安全規程的要求管理。

　　3、防止瓦斯引燃：嚴格控制生產中可能引火的熱源，杜絕明火。

　　4、瓦斯監控系統：在回采工作面、掘進工作面設置瓦斯傳感器，監測風流中的瓦斯動態，并將信息及時傳送到地面監控室。當瓦斯濃度超限時，及時自動切斷電源。此外配備完善的個體檢測設備。

　　5、當接近小窯或采空區時，要加強瓦斯檢查與監測工作，留設保護煤柱，避免與小窯或采空區貫通。當與小窯或采空區發生貫通時，應迅速撤出人員，采用適當通風方式排出采空區瓦斯，避免有毒有害氣體傷人事故。

　　6、防止爆炸事故災害擴大：回風井井口設置防爆門，以防沖擊波毀壞風機。井下建立完善的隔爆設施，設計在回采工作面順槽、掘進工作面、采區準備巷道均設置隔爆水袋棚。

　　總之，本礦井是低瓦斯礦井，但在建設和生產過程中要引起足夠重視，嚴格執行《煤礦安全規程》的有關規定。采取一切必要的預防措施，避免災害事故的發生。

　　二、預防煤塵爆炸的措施

　　井下主要產塵點有采掘工作面，運煤系統轉載點以及膠帶輸送機巷道等運輸過程中產生礦塵。為了保證職工的身體健康，降低職業病的發生率，給井下工人創造一個良好的工作環境，本設計采取了以下防塵、降塵的措施:

　　1、煤層預注水：采煤工作面配備煤層注水設備，對煤層進行采前預注水。采用工作面超前動壓注水工藝，選用較先進的長鉆孔煤層注水方式，即在回采工作面順槽內超前工作面一個月的推進度，垂直煤壁，打長鉆孔的注水方式，注水水源由井下消防灑水管網供給。

　　2、濕式作業：在礦井生產過程中，掘進時應采取濕式鉆眼、水炮泥，放炮前后噴霧灑水、沖洗煤壁等。

　　3、通風除塵：搞好采掘工作面的通風，防治懸浮粉塵積累，在掘進工作面配備掘進通風除塵器。按《煤礦安全規程》規定，嚴格控制進回風巷道的風速，防止煤塵飛揚。

　　4、粉塵監測：礦井配備防塵人員，配備粉塵采樣器，粉塵預捕集裝置，呼吸性粉塵測定儀等化驗檢測設備，在礦井生產期間及時對井下粉塵進行監測和化驗。

　　5、個體保護：所有接觸粉塵作業人員均配備防塵口罩，進行個體保護。

　　6、井下設有完善的防塵灑水系統。在井筒與井底車場連接處，爆破材料發放硐室、主變電所等附近，設置消火栓。

　　7、定期清洗和沖洗井下巷道中聚集的煤塵，并在主要巷道周壁噴灑石灰水。

　　8、在井底車場、軌道大巷、運輸大巷、回采工作面順槽、掘進巷道工作面設置凈化風流水幕裝置。

　　9、煤倉、輸送機和其它煤炭轉載地點必須敷設防塵供水管路，并安設支管和閥門，配備噴霧灑水裝置或設置除塵器，并保持噴霧灑水系統的完好性，作業時進行噴霧降塵或用除塵器除塵。

　　10、定期在轉載點等產塵地點撒巖粉稀釋生產過程中產生的煤塵。

　　11、設置隔爆水棚。

　　三、預防井下火災的措施

　　（一）內因火災防治

　　根據鄰近礦井資料；該礦各煤層屬于容易自燃煤層，根據地方煤礦特點及防滅火經驗，礦井具有完善的自燃火災防治系統及措施：主要配置KYSC-1型礦井移動式束管采樣系統對煤層自然發火進行采樣監測；礦井初期布置兩個采煤工作面，綜采一次采全高開采9號煤層一采區9101工作面，高檔普采一次采全高開采6號煤層一采區6101工作面，設計采用阻化劑防滅火、采空區灌漿防滅火系統。

　　設計在工作面設自燃發火觀測點，并建立監測系統，建立自燃發火預測預報制度。

　　礦方生產過程中必須先確定煤層自燃發火的標志性氣體及采空區“三帶”劃分，為有效開展自燃發火預測預報工作提供依據。

　　9號煤綜采工作面，日進度5.4m/天，6號煤普采工作面，日進度3.6m/天，礦方生產過程中必須先確定煤層自燃發火的標志性氣體及采空區“三帶”劃分，計算出采空區可能發生自燃的極限推進速度。如大于采空區自燃的安全推進速度時，不會發生采空區自然發火，可采取及時密閉工作面及采區。日進度（3.6m/天）小于采空區自燃的安全推進速度及日推進度減慢時，必須采取如下防火及滅火措施。

　　1、阻化劑防滅火（防火）

　　(1)阻化劑防火原理

　　阻化劑大都是吸水性很強的溶液，當它們附著在易被氧化的煤體表面時，吸收了空氣中的水分，在煤體表面形成了含水液膜，從而阻止了煤與氧的接觸，起到了隔氧阻化作用；同時水在蒸發時吸收熱量，使煤體降溫，從而抑制煤的自熱和自燃，延長自然發火期的作用。

　　(2)阻化劑選擇

　　①原料來源廣泛，價格便宜，制備、使用方便，不會大幅增加采煤成本；

　　②對人、設備及正常生產無影響；

　　③具有較好的滲透性和附著性；

　　④阻化率高，阻化壽命長。

　　目前，我國常使用的阻化劑有水玻璃(Na2O·nSiO2)、氫氧化鈣Ca(OH)2、工業CaCl2及鹵塊(工業MgCl2)等。其中水玻璃模數n嚴格要求在1～2之間，且其成本較高，噸煤成本高；氫氧化鈣溶解度較小，和水混合而成是混濁液，且堿性強，具有很強的腐蝕性，對注液設備的防腐蝕性要求高，又因為其溶液是顆粒懸浮狀混濁液，顆粒大小對使用泵和封孔器的正常運行產生影響；而工業CaCl2來源廣、供應穩定、成本低，故選用工業CaCl2作為阻化劑。

　　(3)阻化劑濃度確定

　　阻化劑濃度的合理性是降低成本、提高阻化效果的重要方面。根據國內礦井使用效果來看，20%的溶液阻化率較高，阻化效果較好；10%的阻化液也能防火，但阻化率有所下降，因此，阻化劑濃度控制在15%～20%之間，一般不小于10%，可暫定把濃度控制在20%，以后根據實際的阻化效果進行適當調整，并采用重量法進行濃度測定。

　　(4)阻化劑防火系統選擇

　　目前我國煤礦常用永久式、半永久式和移動式三種噴灑壓注系統。

　　移動式噴灑壓注系統：儲液箱和注液泵安裝在平板車上，放置在采煤工作面的平巷中，距工作面30m左右，經過輸液管路將阻化劑輸送到工作面進行噴灑，該系統工藝簡單、施工快、投資小、機動性大。因此，選用移動式阻化劑噴灑壓注系統，在采煤工作面向采空區的遺煤噴灑阻化液防止煤炭自燃。

　　(5)阻化劑防火裝備

　　液壓泵是阻化劑防火技術中的關鍵設備，BH-40/2.5型煤礦用液壓泵體積小，重量輕，運輸攜帶方便，尤其對于井下自然條件較差，設備和人員運行不方便，難以運進較大設備的地點最為合適。該泵可用噴槍直接向殘煤噴射阻化劑，又可利用霧化噴頭噴霧，還可用于向煤體壓注阻化劑。其主要技術規格如下：

　　型式：煤礦井下輕便型擔架式；

　　外形尺寸：(長×寬×高)1500×360×450mm；

　　轉速：700～800r/min；

　　額定流量：40L/min；

　　工作壓力：1～2.5MPa；

　　電壓：380/660V；

　　功率：2.2kW

　　(6)阻化劑防火工藝

　　在工作面軌道巷適當位置(盡量靠近工作面)放置兩輛礦車作為阻化劑藥箱，交換使用，按需濃度(20%)將工業CaCl2倒入1噸礦車內，用臨時供水管路按比例加足清水，配成溶液攪拌均勻后，用BH-40/2.5型煤礦用液壓泵(置于平板車上)將阻化液沿順槽和大溜電纜槽下方鋪設(每20m安一三通接一截止閥)的φ25mm高壓膠管壓至工作面，與φ13mm的膠管和噴槍相連。一臺泵配一支噴槍，由專人手持噴槍，從支架間隙向采空區噴灑，每間隔5組支架噴一次，每次噴灑至少6min，流量不小于35L/min。正常回采期間每班噴灑一次，安排在檢修班工作面放頂后進行，如遇停產、過斷層、收尾等情況時，必須對采空區加大噴灑頻率。噴灑系統工藝圖如下圖所示。

　　式中:V——采煤工作面一次噴灑阻化劑的藥液量，m3；

　　K1——易自燃部位藥液噴灑加量系數，一般取1.2；

　　K2——采空區遺煤容重(按采區遺煤煤樣實測)，t/m3；

　　L——工作面長度，m；

　　S——一次噴灑寬帶，m；

　　H——遺煤厚度，m；

　　A——遺煤吸藥量，(在采空區采取煤樣，由試驗確定)，t/t；

　　γ——阻化液容重，t/m3。

　　2、灌漿防滅火（滅火）

　　《煤礦安全規程》規定，開采容易自燃和采用放頂煤開采的自燃的煤層時，必須對采空區、突出和冒落空洞等孔隙采取預防性灌漿等防滅火措施。

　　預防性灌漿就是將水、漿材按適當比例混合，配制成一定濃度的漿液，借助輸漿管路輸送到可能發生自燃的區域，用以防止煤炭自燃，是使用最為廣泛、效果最好的一種技術。

　　(1)灌漿系統

　　目前灌漿使用的漿液的制備主要有水力制備和機械制備兩種方法。水力制備是利用高壓水槍沖刷松散的粘土層使水土混合形成泥漿，是一種操作較為簡單的制漿方式，但漿液濃度難以保證，防火效果差；機械制漿是按照一定的比例將制漿材料和水送入攪拌池，經攪拌機攪拌，輸入注漿管路送至井下，但目前的灌漿系統普遍存在易堵管、輸漿力度小、漿材要求高、投資大等不足。山西省安全工程技術研究中心開發的KDZS-1型多功能煤礦防滅火灌漿系統選用移動式輕型設備、多組漿池協同灌漿、經過濾后有多個輸漿出口，可用黃土、粉煤灰等多種灌漿材料，具有設備簡單、投資少、建設速度快、輸漿力度大、防凍等優點。

　　本次設計在地面設KDZS-1型多功能煤礦防滅火灌漿系統一套，為全礦灌漿服務，灌漿方法采用隨采隨灌，即隨采煤工作面推進的同時向采空區灌注漿液。在灌漿工作中，灌漿與回采保持有適當距離，以免灌漿影響回采工作。

 

　　灌漿站建設：地面建2個攪拌池和1個注漿池(注漿池設在較低的水平)，池深和直徑均為2m，池體用磚砌筑水泥抹面或用鋼板焊接，其上固定攪拌器。攪拌池底部留有出料口，在漿液流入注漿池前設雙層過濾篩子(孔徑為10mm)，攪拌池及注漿池側面設800mm×800mm×2000mm下液泵坑兩個，各安設離心式液下泥砂泵2臺。灌漿站布置如圖6-3-2所示。

　　(2)灌漿方法

　　預防性灌漿方法有多種，根據采煤與灌漿先后順序關系可分為：采前預灌、隨采隨灌和采后灌漿。

　　采前預灌就是在煤未開采之前即對煤層進行灌漿，適用于老空區過多、自然發火嚴重的礦井；隨采隨灌就是隨著采煤工作面推進的同時向采空區灌漿，主要有鉆孔灌漿、埋管灌漿和灑漿，能及時將頂板冒落后的采空區進行灌漿處理；采后灌漿就等回采結束后，將整個采空區封閉起來后進行灌漿。為了保證及時、簡便處理處理自燃隱患，設計采用埋管灌漿法。

　　采用埋管灌漿法，在放頂前沿回風巷在采空區預先鋪好灌漿管(一般預埋10～20m鋼管)，預埋管一端通采空區，一端接膠管，膠管長一般為20～30m，灌漿隨工作面的推進，用回柱絞車逐漸牽引灌漿管，牽引一定距離灌一次漿，要求工作面采空區能灌到足夠的泥漿。

　　1-預埋注漿管；2-高壓膠管；3-灌漿管；4-回柱絞車；5-鋼絲繩；6-采空區

　　(3)灌漿參數的選擇

　　①漿液的水固比選擇

　　泥漿的水固比是反映泥漿濃度的指標，是指泥漿中水與固體漿材的體積之比。水固比的大小影響著注漿的效果和泥漿的輸送。泥漿的水固比越小，則泥漿濃度越大，其粘度、穩定性和致密性也越大，包裹遺煤隔離氧氣的效果也越好，但同時流散范圍也越小，輸漿管路容易堵塞；水固比大，則輸送相同體積的土所用的水量大，包裹和隔絕效果不好，礦井涌水量增加，在工作面后方采空區灌漿時容易流出而惡化工作面環境。漿液的水固比應根據泥漿的輸送距離、煤層傾角，灌漿方式及灌漿材料和季節等因素通過試驗確定，一般情況下為4:1，冬季為5:1。

　　②日灌漿所需漿材量

　　式中Q材——日灌漿所需漿材量，m3/d；

　　m——煤層采高，m；

　　L——工作面日推進度，m；

　　H——灌漿區傾斜長度，m；

　　C——回采率，%；

　　K——灌漿系數，為灌漿材料的固體體積與需要灌漿的采空區容積之比，一般取0.05～0.15。

　　③日制漿用水量

　　式中Q水1——制漿用水量，m3/d；

　　δ——水固比。

　　④日灌漿用水量

　　式中：Q漿2——每小時灌漿量，m3/h；

　　n——每日灌漿班數，班/d；

　　t——每班純灌漿時間，h/班。

　　⑦每小時最大灌漿量

　　考慮到今后生產規模擴大和煤層發火不確定等因素，灌漿主管路按目前所需能力的1.5倍設計，則每小時最大灌漿量為：

　　式中：Q漿max——每小時最大灌漿量，m3/h。

　　需要說明的是：灌漿系統的灌漿系數、水土比等各項參數在實際生產中必須根據煤層發火情況、輸送距離、煤層傾角、灌漿方式及灌漿材料和季節等因素通過實驗確定，以確保灌漿效果和生產的安全。

　　⑧工作制度：與礦井工作制度相匹配，但需注意以下原則：

　　灌漿工作是與回采工作緊密配合進行。設計灌漿為三班灌漿，每天灌漿時間為10h，若礦井自燃發火嚴重，且所需灌漿的工作面較多，宜采用四班灌漿，每天灌漿時間為15h。

　　(4)灌漿材料的選擇

　　①顆粒要小于2mm，而且細小顆粒(粘土：≤0.005mm者應占60～70％)要占大部分。

　　②主要物理性能指標

　　比重為：2.4～2.8t/m3

　　塑性指數為9～11(亞粘土)

　　膠體混合物(按MgO含量計)為25～30％：

　　含砂量為25～30％，(顆粒為0.5～0.25mm以下)

　　容易脫水和具有一定的穩定性。

　　③不含有可燃物

　　目前常用的灌漿材料有黃土、粉煤灰等。與黃土相比，粉煤灰的粒度較粗，但體積密度小。就注漿滅火而言，粉煤灰質輕，顆粒表面具有一定光滑度，容易攪拌成漿，便于管道輸送。注入火區后流動性、穩定性較好；粉煤灰具有一定的火山活性，其密封性能較好；粉煤灰親水性差，粒度又大于黃土，注漿后漿體達到靜態時脫水快，并隨著水的泄流帶走一部分熱量。因此粉煤灰用于注漿滅火，可以起到隔絕、包裹、降溫作用。另外，使用粉煤灰，既處理了廢料，又有利于環保。

　　(5)灌漿管路的選擇

　　①灌漿管路布置

　　回采面采空區是該礦灌漿重點區域，因此，灌漿主管路應針對回采面進行鋪設，其它地點的灌漿，則根據需要從主管路上分叉連接。

　　從副井由地面灌漿站鋪設一趟管路至回采面，管路鋪設路線為：

　　地面灌漿站→主斜井→軌道大巷→采區軌道巷→工作面

　　②灌漿管道

　　主要灌漿干直徑是根據管內泥漿的流速來選擇。在設計中，泥漿給定后，先確定泥漿在管道中流動的臨界流速，再求出泥漿的實際工作流速，使之大于臨界流速即可。

　　實際工作流速：

　　式中：v——管道內泥漿的實際工作流速，m/s；

　　Q漿max——小時灌漿量，m3/h，

　　d——管道內徑，m。取108mm

　　該實際工作流速處于臨界流速最大值(泥漿鋼管的臨界流速通常為1～4m/s)，可滿足工程需要。

　　地面灌漿管道一般選用鑄鐵管；井下灌漿管道采用無縫鋼管，其鋼管直徑取108mm；支管直徑取75mm；；工作面管道直徑取4寸膠管。

　　(6)制漿的主要設備見表6-3-3，灌漿系統布置如下圖6-3-4所示：

　　(二）外因火災防治

　　1、及時清理可燃物，井下使用的棉紗頭、布塊、各類油料以及巷道內的廢坑木及時清理出井。

　　2、加強用電管理，井下所有電氣設備的選擇、安裝與使用應嚴格遵守有關規定，并應正確使用各類安全保護裝置，防止電流過負荷而引起火災。

　　3、加強生產中的安全管理，井下運輸過程中注意防跑車砸壞電纜，生產中應注意冒頂等外力損壞電纜及電氣設備。

　　4、井下設置消防材料庫，并經常保證有足夠的消防材料。主變電所、主水泵房等采用不燃性材料支護，并設置防火門，配備滅火器。井底車場和采掘工作面附近巷道中設置消防材料，供撲滅火災之用。

　　5、井下設置完備的消防灑水系統和消火栓。

　　6、膠帶機著火的防治措施及裝備

　　1）在主斜井、上倉巷、運輸大巷、+1240運輸巷、一采區運輸巷帶式輸送機巷道沿線敷設有消防灑水管路，每隔50m設置三通，便于消防灑水。

　　2）帶式輸送機機頭前后20m的巷道優先采用錨噴或錨桿網錨索等不燃性材料支護。井下消防材料庫配備了足夠的撲滅帶式輸送機火災的消防器材。

　　3）在帶式輸送機機頭、機尾各設1臺DMH型自動灑水滅火裝置，水源取自井下消防灑水供水系統。

　　4）井下帶式輸送機采用阻燃抗靜電膠帶，必須按MT147-95標準要求設置，井下帶式輸送機各種電氣元件均隔爆，滾筒、襯墊及非金屬材料均阻燃并抗靜電，必須符合MT147-95要求，并設置了《煤礦安全規程》要求的所有保護裝置。

　　5）井下帶式輸送機配備有功能完善的綜保監控裝置，集控制、通訊、信號及各種保護為一體，具有打滑、煙霧、溫度、堆煤、跑偏、急停等保護功能

　　7、防止地面明火引發井下火災的發生

　　1）井口房采用不燃性材料建筑，主斜井、副立井的井口設有防火門，同時井口房設防火裝置，均可及時阻止地面明火入井；在井口房嚴禁采用可燃性材料搭設臨時操作間、休息間。

　　2）工業廣場內的進、回風井井口20m內嚴禁煙火，不得有煙火或用火爐取暖，暖風道和壓入式通風的風硐必須用不燃性材料砌筑，并應至少裝設2道防火門，同時嚴禁攜帶明火下井。

　　3）井口房內不得從事電焊、氣焊和噴燈焊接等工作，如必須在井口房內進行電焊、氣焊和噴燈焊接等工作，必須嚴格按《煤礦安全規程》規定執行。

　　4）地面設有消防材料庫，有軌道直達井口，按規定配備了消防器材，消防材料庫儲存的材料、工具的品種和數量要定期檢查和更換；材料、工具不得挪作他用

　　8、加強職工教育，要使全體職工從思想上高度重視防火的重要性，自覺執行各項有關規定。

　　四、預防井下水災的措施

　　根據地質報告，目前在2號、3號煤層采空范圍內均有一定量的積水，因此，在開采過程中，應加強對采空區積水的觀察和排放工作。每個掘進工作面配備一部探水鉆機。

　　1、礦井開拓開采所采取的安全保證措施。

　　1)每年汛期前必須將井口周圍的導水溝渠挖好疏通，并由專人負責。

　　2)必須經常檢查井田地表是否存在導水裂隙或其它導水通道，發現裂隙及其它導水通道，應及時將其回填封實。

　　3)必須隨時觀察井下各種涌水現象，做好常規礦井水文地質工作。

　　4)必須經常了解相鄰礦井開采情況，掌握其采空范圍，涌(積)水情況、防止越界開采，造成巷道相互貫通，采空區積水涌入礦井，造成涌(突)水事故的發生；一旦發現煤壁發潮、有水銹等透水預兆,立即采取措施，嚴防突水及事故的發生。

　　5)井下開拓巷道盡量減少對煤層底板的破壞。

　　6)主水泵房通道內設置了密閉門，防止萬一井下發生突水時不致危及主排水泵房。

　　7)對采掘進工作面配備了探水鉆機，生產建設中時遵循“有掘必探，先探后掘、先治后采”的原則。

　　8)井下配備了小水泵，用以排除巷道積水,確保良好的勞動環境。

　　9)采空區井田邊界均留設保安煤柱。

　　2、防治水煤（巖）柱的留設

　　在小窯、老空區、采空區和井田邊界處，留足防隔水煤（巖）柱。防水煤（巖）柱尺寸要根據具體情況，經計算確定。防水煤（巖）柱一經留設即不得破壞，嚴禁在各種防隔水煤（巖）柱中采掘。

　　大斷層對本次設計各號煤層開采構成影響。要盡快查清斷層的導水性，要嚴格執行探放水制度，嚴格落實“預測預報，有掘必探，先探后掘，先治后采”的原則。

　　3、區域、局部探放水措施及設備

　　探放水原則

　　1)采掘工作面必須堅持“預測預報、有掘必探、先探后掘、先治后采”的原則。

　　凡遇到下面情況都必須停止掘進，進行探水：

　　(1)掘進工作面接近被淹井巷或有積水的小窯、老空；

　　(2)在邊探邊掘區內掘進時，掘進長度達到允許掘進長度；

　　(3)采掘工作面發現出水征兆；

　　(4)當采掘工作面接近各類防水煤柱時；

　　(5)接近可能與含水層等相通的斷層破碎帶時；

　　(6)接近其他可能出水地區時。

　　2)超前鉆孔的布設

　　(1)當老空、老巷、廢棄硐室等積水區的位置準確且水壓不超過981kPa時，探水起點至積水區的最小距離：煤層中不得小于30m，巖層中不得小于20m。

　　(2)對礦井的積水區，不能確定其邊界位置時，探水起點至推斷的積水區邊界的最小距離不得少于60m。

　　(3)掘進巷道附近有斷層時，探水起點至最大擺動范圍預計煤柱線的最小距離不得小于20m。

　　(4)石門揭開含水層前，探水起點至含水層的最小距離不得小于20m。

　　(5)探水鉆孔的直徑大小由鉆機規格確定，孔數不少于3個。鉆孔布置成扇形，探水鉆孔至少有一個中心孔，其它孔與中心孔成一定角度。

　　3)防止孔口被水沖破

　　為了防止孔口被水沖破，用水泥和套管加固孔口，其長度不小于1.5～2.0m。當水壓較小(294～392Pa)時，可隨時用木楔封閉鉆孔；當水壓較大(981～1962Pa)時，可加設防噴裝置，防止鉆進時噴水。由于探水鉆眼布置方法可分為垂直、傾斜和水平，所以防噴裝置的結構也有所不同。垂直鉆眼用防噴帽和防噴接頭；水平和傾斜鉆眼，采用盤根密封器。水壓過大時，為了安全鉆眼，設反壓裝置和防壓控制裝置。

　　4)布置探放水鉆孔應當遵循下列規定：

　　(1)探放老空水、陷落柱水和鉆孔水時，探水鉆孔成組布設，并在巷道前方的水平面和豎直面內呈扇形。鉆孔終孔位置以滿足平距3m為準，厚煤層內各孔終孔的垂距不得超過1.5m。

　　(2)探放斷裂構造水和巖溶水等時，探水鉆孔沿掘進方向的前方及下方布置。底板方向的鉆孔不得少于2個。

　　(3)上山探水時，必須雙巷掘進，其中一條超前探水和匯水，另一條用來安全撤人。雙巷間每隔30～50m掘1個聯絡巷，并設擋水墻。

　　5)探水時采取的安全措施：

　　(1)加強靠近探水工作面的支護，并在工作面迎頭打好堅固的立柱和欄板，以預防高壓水沖垮煤壁及支架；

　　(2)檢查排水系統，應根據預計出水量確定是否加大排水能力，清理水溝、水倉使其暢通和起緩沖作用；

　　(3)水壓較大時，探水孔要設套管，以便安裝水閥控制放水量，特別危險的地區還要選擇堅固地點，砌筑水閘墻；

　　(4)探水工作地點要安設電話，以便能及時與調度室和中央泵房聯系。

　　(5)清理巷道，挖好排水溝。探水鉆孔位于巷道低洼處時，必須配備與探放水量相適應的排水設備。

　　(6)探水時注意事項：

　　①探水地點要確保與相鄰地區的工作地點的聯系，一旦出水，要馬上通知水害威脅地區的工作人員撤到安全地點。

　　②打鉆時，要時刻觀察鉆孔的情況，發現煤層疏松，鉆桿推進突然感到輕松或順著鉆桿流出來的水超過供水量時，都要特別注意，這些都是接近或鉆入積水地點的征兆。碰到這種情況，要立即停止鉆進，進行檢查。如果孔內水很大，噴射較遠，或者打通了其它礦井，必須馬上固定鉆桿，背緊探水工作面，如加固煤壁及頂底板。

　　③探水工作面要經常檢查瓦斯及其他有害氣體，當瓦斯含量達1％時，必須停止鉆進；達到1.5％時，必須停止工作，使其降至1％以下，方可開動機器。

　　探放水設備選擇

　　根據《礦井通風安全裝備標準》，井下探放水鉆機型號MYZ-200，數量為3臺，其中兩個掘進工作面各一臺，采煤工作面一臺。確實做到先探后掘、有掘必探、有采必探。

　　MYZ-200探放水鉆機探水距離200m，電機功率22kw，滿足探水距離不小于200m的要求。

　　安裝鉆機探水前，必須遵守下列規定：

　　1)加強鉆場附近的巷道支護，并在工作面迎頭打好堅固的立柱和欄板。

　　2)清理巷道，挖好排水溝。探水鉆孔位于巷道低洼處時，必須配備與探放水量相適應的排水設備。

　　3)在打鉆地點或附近安設專用電話。

　　4)測量和探放水人員必須親臨現場，依據設計，確定主要探水孔的位置、方位、角度、深度以及鉆孔數目。

　　鉆孔放水前，必須估計積水量，根據礦井排水能力和水倉容量，控制放水流量；放水時，必須設專人監測鉆孔出水情況，測定水量、水壓，做好記錄。若水量突然變化，必須及時處理，并立即報告礦調度室。

　　探放水措施

　　1)相鄰礦井的分界處、斷層兩側，必須留防水煤柱，嚴禁在各種防水煤柱中采掘。

　　2)井巷出水點的位置及其水量，有積水的井巷及采空區的積水范圍、標高和積水量，必須繪在采掘工程平面圖上。

　　在水淹區域應標出探水線的位置，采掘到探水線位置時，必須探水前進。

　　掘進工作面進入積水警戒線后，必須超前探放水，并在距積水實際邊界20m處停止掘進，進行打鉆放水，在確證積水已被基本放凈后，才允許繼續掘進。

　　3)每次降大到暴雨時和降雨后，應及時觀測井下水文變化情況，并向礦調度室報告，并及時分析原因，尋找導水通道，采取相應措施，防止水患事故發生。

　　4)探放老空水前，首先要分析查明老空水體的空間位置、積水量和水壓。老空積水區高于探放水點位置時，只準打鉆孔探放水；探放水時，必須撤出探放水點以下部位受水害威脅區域內的所有人員。探放水孔必須打中老空水體，并要監視放水全過程，核對放水量，直到老空水放完為止。

　　鉆孔接近老空，預計可能有瓦斯或其他有害氣體涌出時，必須有瓦斯檢查工或礦山救護隊員在現場值班，檢查空氣成分。如果瓦斯或其他有害氣體濃度超過《煤礦安全規程》規定時，必須立即停止鉆進，切斷電源，撤出人員，并報告礦調度室，及時處理。

　　為了確保安全，在鉆透老空區之前要安裝好孔口承壓套管，以有效控制放水量，而下放口承壓套管需要一定的孔徑且需要注漿固結，因此在老空積水區高于探放水位置時特別是水壓、水量較大的地點施工時只準用鉆機探放水。由于老空區內的積水量難以確定，且在探放水過程中又極易發生透水事故，造成巷道被淹，又由于發生透水事故時，透水點以下的的所有巷道都將被突出的水封住出口，其內的人員根本沒有撤出的可能，所以探放水時，位于探水點以下的部位的所有工作人員均處于一種高度危險的狀態。為了確保礦井的安全生產，杜絕因采取探放水的安全措施而造成的事故。《煤礦安全規程》規定：在探放老空積水時，必須撤出探放點以下部位受水害威脅區域的所有人員。

　　5)鉆孔放水前，必須估計積水量，根據礦井排水能力和水倉容量，控制放水流量；放水時，必須設專人監測鉆孔出水情況，測定水量、水壓，做好記錄。若水量突然變化，必須及時處理，并立即報告礦調度室。

　　4、在副立井井底設有水倉、水泵房及排水設備，水倉設有主副兩個水倉，當一個水倉清理時，另一個水倉正常使用。水倉容量能夠容納8小時的正常涌水量。所選三臺水泵和兩趟排水管路能夠滿足排水需要。

　　設計對井下個采掘工作面配有小水泵，將采掘工作面局部積水通過小水泵排至采區水倉，然后通過采區水泵排至井底水倉。

　　5、必須對礦井勘探過程中的鉆孔在開采前及時封閉，否則應留設防水煤柱。

　　五、頂、底板管理措施

　　1、加強采掘工作面頂板支護

　　回采工作面采用綜采液壓支架支護頂板，大巷和采區準備巷道采用錨桿網加錨索噴漿聯合支護，順槽采用W鋼帶錨桿網支護，遇頂板破碎地段縮小錨桿間排距、加長錨索等措施加強支護。

　　2、加強支護強度的檢測

　　回采工作面設置壓力檢測儀。掘進工作面配備MLJ-70型錨桿拉力計、YCD-180型錨索拉力計和扭矩扳手，經常進行拉力和扭距測試、錨索要經常進行拉力測試，測試不合格的要重新補打。井下使用的單體柱應定期上井檢修。所有單體柱下井前均進行嚴格的壓力測試，測試合格后方可下井。

　　六、礦井安全出口

　　礦井移交生產時主斜井設有人行臺階，回風立井裝備梯子間，均作為礦井的安全出口。

　　七、礦山救護

　　根據《煤礦安全規程》第493條規定，礦山救護至服務礦井的距離以行車時間不超過30min為限。沁源縣現設有一個軍事化救護中隊，下設3個救護小隊，該救護中隊裝備精良，多次被山西省安全監察局評為二級質量標準化礦山救護隊。該救護中隊駐地距礦井約40km，交通方便，至礦井行車時間不超過30min。

　　根據《煤礦安全規程》、《煤礦礦山救護工作暫行規定》和《煤礦救護規程》規定，并結合本礦的實際情況，設計礦井不設輔助救護隊，采用社會化服務形式，目前礦井與沁源縣救護中隊已簽訂了礦山救護協議。

　　八、自救器及安檢儀器配備

　　1、自救器配備

　　為了提高礦工的自身安全性，所有下井人員一律配帶自救器。自救器按集中管理方式設計，根據《煤炭工業礦井設計規范》（GB50215-2005）13.3.1建筑面積指標及其對應條文說明，自救器臺數與礦燈量相適應，按原煤生產人員在籍人數的1.5倍計進行配備。

　　化學氧自救器QSR-40自救器數量為：（417+16）×1.5＝650臺。

　　2、安檢儀器配備

　　根據《礦井通風安全裝備標準》，為保證安全生產，設計礦井配備了便攜式瓦檢儀，并建立了完善的安全監測系統及必要的安檢儀器。對采用錨桿、錨索支護的掘進巷道配備MLJ-70型錨桿拉力計和YCD-180錨索拉力計，對錨桿、錨索的拉力進行檢測。

　　第七章提升、通風、排水和壓縮空氣設備

　　第一節提升設備

　　一、主斜井帶式輸送機

　　一）設計依據

　　主井提升輸送機，最大傾角δ=18°,斜長725(20+665+40)m，提升高度為206m。

　　本設備運量要求為240t/h。原煤松散密度ρ=0.95kg/m3，最大粒度a=300mm。初定帶強ST=1600N/mm。

　　主提升膠帶機布置見下圖

　　二）、選型計算

　　（一）基本情況說明：

　　井筒內裝備帶式輸送機及軌道。

　　井底來煤：井底煤倉下K-4型給煤機，電機功率18.5kW。

　　（二）主提升設備選型計算

　　1、基本參數

　　輸送帶種類：鋼繩芯阻燃抗靜電橡膠帶，帶寬B=800mm，帶強St1600N/mm，每米輸送帶質量qB=[qB′]×B=21.6kg/m。

　　承載托輥槽角λ=35°，托輥直徑φ=108mm，L=380mm，承載托輥形式：三軸槽型，軸承6205/C4；上托輥間距a0=1.2m，每米上托輥轉動部分承載質量qRO=10.175g/m。

　　下托輥直徑φ=108mm，L=1150（v530）mm，回程托輥形式：9組平行加1組V型，λ=10°，ε=1.5°,軸承6205/C4；回程分支托輥間距aU=3.0m，每米下托輥轉動部分質量qRU=3.5kg/m。

　　輸送機運行速度V=2.5m/s，每米膠帶機上物料重量qG=26.67kg/m；導料槽長度3000mm；模擬摩擦系數:f=0.03；長度附加系數C=1.14。

　　2、輸送機輸送能力計算

　　Q=3.6Svkρ=529.0t/h＞240t/h滿足

　　3、輸送帶寬度確定

　　B≥2α+200=800mm，小于等于所選帶寬B=800mm(最大粒度α=300mm)滿足

　　4、圓周力及傳動功率計算

　　1）園周力及傳動功率計算

　　⑴滿載運行阻力

　　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主要特種阻力FS1、附加特種阻力FS2

　　FS1+FS2，合計取4.0kN

　　⑷園周驅動力

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

　　⑸功率計算

　　傳動滾筒軸功率

　　PA=(Fu×V)=193.5(kW)

　　電機軸功率：

　　PM=PA/ηη′η″=254.1(kW)

　　采用雙電機驅動，

　　η-傳動效率0.94

　　η′-電壓降系數0.90

　　η″-多機驅動功率不平衡系數0.90

　　選取Y系列防爆電動機2臺，雙滾筒驅動，電機功率N=160kW。

　　5、張力計算

　　1）按垂度條件

　　承載分支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）各特性點張力

　　取F3=7.95kNF4=7.95kN

　　則F2=48.4kN，F1=115.8kN，F1-2=82.1kN

　　3）防滑驗算：

　　第一、二滾筒包角:φ1=φ2=200°

　　傳動滾筒摩擦系數μ=0.30

　　eμφ1=eμφ2=2.85eμφ=8.122

　　采用液壓張緊裝置，啟動系數A=1.3，

　　F1A/F2=3.1＜eμφ=8.122滿足要求

　　F1/F1-2=1.41＜eμφ1=2.85滿足要求

　　F1-2/F2=1.70＜eμφ2=2.85滿足要求

　　6、輸送帶安全系數：SA=1600×0.8/115.8=11.1＞7-9，輸送帶滿足要求。

　　7、逆止力計算

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

　　作用于傳動滾筒軸上的逆止力矩：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，額定逆止力矩50kN·m＞43.1kN·m，滿足要求。

　　制動器所需的制動轉矩43.1/40/0.86=1.25kN·m，制動器YWZ5-400/121，額定制動轉矩為1.25kN·m在1.0-2.0kN·m范圍之內，滿足要求

　　三）經計算，主井帶式輸送機技術參數如下

　　1、輸送機：DTⅡ型膠帶機，V=2.5m/s，機長L=725m，δ=0-18-7°，Q=240t/h。Φ800mm膠面滾筒驅動，自動液壓拉緊；

　　2、輸送帶：鋼繩芯抗靜電阻燃橡膠帶，強度ST1600N/mm，寬度800mm；

　　3、電動機：YB315L1-4，160kW，轉速1480r/min，2臺；變頻啟動

　　4、減速器：M3PSF70i=40，2臺；

　　5、制動器：BYWZ5-400/121，2套；

　　6、張緊裝置：ZYL500J(DYL-01-6-25)，1套；

　　7、逆止器：NYD220，2個。

　　8、保護裝置:KJ20002，1套。

　　四）主斜井帶式輸送機配電控制

　　礦井主斜井帶式輸送機采用變頻調速系統，配YB355S3-4380V2×220KW的電動機驅動,制動器型號為：BYWZ3-400/121,減速器型號為：ZSY500-31.5i=31.5，逆止器型號為：NYD270。

　　主斜井帶式輸送機控制系統選用KJ2002型膠帶輸送機可編程電控成套裝置，設有跑偏、斷帶、打滑、料斗堵塞、縱向撕裂、超速、溫度、煙霧、自動噴霧灑水、拉緊裝置限位、沿線急停閉鎖等保護。

　　主斜井井口房設低壓配電室，兩回380V低壓電源分別引自礦井工業場地變電所380V母線不同母線段，選用JDK節能型低壓成套配電裝置，為主斜井井口房內膠帶機及其附屬設備、檢修絞車及井口房照明等低壓負荷提供電源。

　　二、主斜井檢修絞車

　　礦井現有單滾筒JK-2/20型礦用絞車，其技術參數如下：D＝2000mm，B＝1800mm，i＝20，Fm＝60kN，Fc＝60kN,v＝3.06m/s；配套YR型10極電動機，其參數為：220kW，380V。本次兼并重組整合對現有設備進行驗算。

　　主斜井井筒斜長L=665m，井筒傾角α=18°，采用1.5t系列礦車單鉤串車提升，擔負主斜井膠帶檢修所用物料、設備的提升。最大件重量：12.775t。

　　提升容器：，下放物料時選用MG1.1-6A型1t固定礦車，自重592kg，下放最大件時選用MPC15-6型重型平板車，載重15t，自重1030kg。

　　（1）、提升機選型

　　①、鋼絲繩選擇

　　繩端荷重Q值計算：

　　升降最大件時（12.775噸，不含承車重）的繩端荷重Q1：

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

　　鋼絲繩單位繩重PK值計算：

　　提升最大件時的單位繩重PKQ：

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

　　＝1.66kg/m

　　式中：m為安全系數（提物：6.5），L為繩長。

　　選用國標鋼絲繩：24—NAT—6×7＋FC—1770—ZS—338—198

　　最大靜拉力Fm值計算：

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

　　安全系數：

　　提大件時：m大件＝Σf/Fm大件＝7.49＞6.5

　　式中：Σf=338×1.134=383.29KN

　　滿足《規程》規定。

　　②、提升機

　　Dg＝80D＝80×24＝1920mm，利用原有單滾筒JK-2/20型礦用絞車，其技術參數如下：D＝2000mm，B＝1800mm，i＝20，Fm＝60kN，Fc＝60kN,v＝3.06m/s；利用原有配套YR型10極電動機，其參數為：220kW，380V。

　　纏繩層數：

　　K＝（L+Lm+nπD）（d+ε）/πDpB

　　＝1.8（兩層）

　　式中：

　　L為提升繩長725m。

　　Lm為試驗繩長30m。

　　n為滾筒上摩檫圈3和定期移位圈數4。

　　d、ε為繩徑24mm和繩隙2mm。

　　Dp為二層纏繩時滾筒平均直徑2.036m。

　　B為滾筒寬度1800mm。

　　從提升機滾筒直徑與鋼絲繩繩徑之比、鋼絲繩纏繩層數和提升最大件時的最大靜拉力的計算可知，利用原有提升機符合《煤礦安全規程》之規定。

　　（2）、提升系統

　　①提升系統配置：

　　天輪選擇確定：

　　選用TD1600/1350型游動天輪，其技術參數為：Φ1600。

　　天輪架高度確定：

　　天輪架高度確定為6.5m。

　　井口及井底為平車場，車場長度均取38m。

　　天輪中心與滾筒中心的水平距離LS為10m。

　　②相關參數計算

　　A、滾筒與天輪中心的弦長為：

　　LX＝√[LS2+（HJ+Rt-C-Rg）2]

　　＝11.32m

　　B、鋼絲繩在滾筒上的偏角計算：

　　α1＝tan-1（B-Y）/2LX

　　＝1.14°<1.5°。

　　式中：Rt為天輪半徑0.8m，C為滾筒中心與室外地坪高差1m。

　　D、鋼絲繩采用出繩角。

　　鋼絲繩在滾筒上的仰角計算：

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

　　＝27.68°

　　（3）、電動機核算

　　電動機功率P＝1.1FmV/η＝187.2kW。

　　利用原有配套YR型10極電動機，其參數為：220kW，380V滿足要求。

　　（4）、電機過負荷能力的校驗

　　電動機變位質量4Jd（i2/D2）＝12000kg

　　提升機變位質量7800kg

　　天輪變位質量550kg

　　鋼絲繩質量1741kg

　　其余變位質量13805kg

　　總變位質質量ΣM＝35896kg

　　電動機過負荷能力的驗算

　　特殊力發生在提升最大件（液壓支架）在主加速開始時產生：

　　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、提升絞車的供電

　　（1）提升機房供電

　　提升機房一回380V電源均引自礦井工業場地變電所380V母線不同母線段。

　　（2）提升機電控裝置

　　提升機電控設備采用原有PLC控制可控硅無觸點電阻調速TKDG-PK-1186型電控設備。

　　（3）提升信號

　　提升信號選用TXP-PLC型數字編碼礦井提升信號裝置。在井底、井口及提升機房之間設置提升信號裝置及用于正常通話聯絡的直通電話。

　　三、副立井提升設備

　　副立井擔負進風、下料、排矸和人員提升任務兼進風井和安全出口，直徑為5.0m，凈斷面19.63m2；傾角90°，垂深210m，裝備雙罐籠。

　　本礦已新購雙滾筒2JK-2.0/20型提升機，其技術參數如下：D＝2000mm，B＝1250mm，i＝20，Fm＝60kN，Fc＝40kN,v＝3.06m/s；配套YR型10極電動機，其參數為：220W，380V。本次兼并重組整合對現有設備進行能力驗算。

　　1）、設計資料

　　（1）、提升任務

　　①、運送材料20車/班

　　②、爆破材料2車/班

　　③、設備4車/班

　　④、其他3次/班

　　⑤、矸石30車/班

　　（3）、提升容器：提升容器型號為GLS1.5/9/1/1Q，自重1900kg（包含防墜器重量，）的單層單車1.5t罐籠（石家莊恒安煤礦機電有限公司生產，安全標志編號：MCI100029），升降材料時選用MG1.7-6A，1.5噸固定礦車，載料1.5t，自重718kg。升降設備時選用MP1.5-6A，1.5噸平板車，載重1.5t，自重530kg，提升矸石時選用YFC0.75-6型礦車，載重1.0t，最大載重1.875t，自重591kg，每次提升人員18人。

　　2）、現有設備核算

　　（1）、提升機核算

　　①、鋼絲繩選擇

　　繩端荷重Q值計算：

　　升降矸石時的繩端荷重Q1：

　　Q1＝1800+591+1900＝4291kg

　　鋼絲繩單位長度質量PK值計算：

　　提升矸石時的單位繩重PKQ1：

　　PKQ1＝Q1/[110×1670/9.8×m-L]

　　＝1.79kg/m

　　式中：m為安全系數（提物：7.5），L為繩長227m。

　　選用國標鋼絲繩：24—ANT—6×19＋FC—1670—ZZ/SS—317—207各一根。主要技術參數：繩徑dk＝24mm，繩重PK＝2.07kg/m；鋼絲繩抗拉強度1670MPa；鋼絲繩中全部鋼絲破斷拉力總和Qs＝317×1.214=384.838kN。

　　最大靜拉力Fm及差Fc值計算：

　　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

　　安全系數：

　　提人員時：m大件＝Σf/Fm人＝10.35＞9

　　提材料時：m料＝Σf/Fm料＝8.96＞7.5

　　提矸石時：m矸＝Σf/Fm矸＝8.28＞7.5

　　式中：Σf=317×1.214=384.838KN

　　Σf-鋼絲繩中所有鋼絲破斷力總和

　　滿足《規程》規定。

　　②、提升機

　　Dg＝80D＝80×24＝1920mm，利用原有雙滾筒2JK-2.0/20型提升機，其技術參數如下：D＝2000mm，B＝1250mm，i＝20，Fm＝60kN，Fc＝40kN,v＝3.06m/s；采用配套YR型10極電動機，其參數為：220W，380V。

　　纏繩層數：

　　K＝（L+Lm+nπD）（d+ε）/πD

　　＝988mm（一層）

　　式中：

　　L為提升繩長227m。

　　Lm為試驗繩長30m。

　　n為滾筒上摩檫圈3。

　　d、ε為繩徑24和繩隙2。

　　從提升機滾筒直徑與鋼絲繩繩徑之比、鋼絲繩纏繩層數和提升矸石、材料車及人員時的最大靜拉力及差的計算可知，利用原有提升機符合《煤礦安全規程》之規定。

　　（2）、提升系統

　　①提升系統配置：

　　天輪選擇確定：

　　選用TSG2000/13.5型固定天輪，其技術參數為：Φ2000。

　　天輪架高度確定：

　　天輪架高度確定為17m。

　　天輪中心與滾筒中心的水平距離LS為60m。

　　②相關參數計算

　　A、滾筒與天輪中心的弦長為：

　　LX＝√[LS-Rt]2+（HJ-C）2]

　　＝62.1m

　　B、鋼絲繩在滾筒上的偏角計算：

　　α1＝tan-1（2B-S+a）/2LX

　　＝0.43°<1.5°。

　　α2＝tan-1（S-a）/2LX

　　＝0.73°<1.5°

　　式中：Rt為天輪半徑1000mm，C為滾筒中心與室外地坪高差1000mm，S為提升中心距離1658mm，a為滾筒中心距離90mm。

　　D、鋼絲繩采用出繩角。

　　鋼絲繩在滾筒上的下繩仰角計算：

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

　　＝16.78°

　　鋼絲繩在滾筒上的上繩仰角計算：

　　ΦS2＝tan-1（HJ-C）/（LS-Rt）＝14.93°

　　提升系統圖見圖7-1-2。

　　（3）、電動機選擇

　　①電動機選擇

　　預選電動機

　　電動機功率P＝1.2×1.3×FC×3.06/102η＝156.6kW。

　　利用原有配套YR型10級電動機，其參數為：220kW，380V，滿足要求。

　　②電動機校驗

　　A、速度圖的確定

　　采用五階段速度圖，末減速采用0.3m/s2，主加、減速采用0.5m/s2，低速采用0.5m/s。速度圖見圖7-1-3。

　　B、最大班作業時間：見表7-1-1最大班作業時間表。

　　說明：表中，最大班工人下井時間為9.32min＜40min，最大班總作業時間2.27小時＜6小時，提升能力符合要求。

　　表7-1-1最大班作業時間表

　　C、提升系統變位質量計算（按提升矸石車計算）

　　電動機變位質量4Jd（i2/D2）＝12000kg

　　提升機變位質量11000kg

　　天輪變位質量307kg

　　鋼絲繩質量1405.6kg

　　其余變位質量6191kg

　　總變位質量ΣM＝32616.12kg

　　D、力圖的確定

　　提升距離Lt＝210m

　　參看速度圖，各區段的力如下式計算：

　　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）

　　提升力圖見圖7-1-4。

　　E、電動機容量校驗

　　等效力計算：

　　∑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

　　等效時間：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極電動機，其參數為：220kW，380V，580r/min，滿足要求。

　　上提矸石時電動機最大過載系數

　　λs＝Fm/（Pη/ν）＝0.72＜1.8×0.85=1.53

　　4）、提升機電控及提升機房供電

　　（1）、提升機房供電

　　提升機房兩回380V電源均引自礦井工業場地變電所380V母線不同母線段；一回電源停止供電時，另一電源回路保證提升機房的全部負荷運行。

　　2）提升機電控裝置

　　提升機電控設備采用原有PLC控制可控硅無觸點電阻調速TKDG-PC-1186調速系統。

　　3）提升信號

　　提升信號選用TXP-PLC型數字編碼礦井提升信號裝置。在井底、井口及提升機房之間設置提升信號裝置及用于正常通話聯絡的直通電話。

　　第二節通風設備

　　礦井采用機械抽出式通風方式。礦井通風系統為兩進一出，由主斜井、副立井進風，回風立井回風。

　　一、風機的選型

　　通風設備設計依據：

　　礦井所需風量：QK=110m3/s；

　　礦井所需風壓：通風容易時期：Hdmin=802.37Pa

　　通風困難時期：Hdmax=973.99Pa

　　計入通風設備漏風損失及風道等局部阻力后，通風設備所需風量QF=115.5m3/s；

　　通風設備所需風壓：通風容易時期HFmin=1002.37Pa

　　通風困難時期HFmin=1173.99Pa。

　　根據通風設備所需風量及風壓，初步選用FBCDZ-10-№28B型通風機兩臺，一臺工作，一臺備用。

　　二、通風機運行工況點參數：

　　每臺風機入口前安裝通風蝶形閥門，蝶形閥門與風機集流器間設一段連接風筒并開設旁路風門，蝶形閥門與旁路風門用以形成正常通風，事故反風，一臺風機工作，一臺風機試運轉所必需的風路。

　　通風機采用反轉反風。

　　四、風機的供電及控制：

　　通風機房設高壓配電室，電控選用KYN28型高壓成套配電柜，兩回10KV電源引自礦井變電所10KV母線不同母線段，配電開關設短路、過載、失壓等電氣保護。照明、蝶閥等低壓電源引自高壓配電柜所用變柜。

　　設置風機在線監測裝置，用以對風機軸承溫度，驅動電動機定子繞組溫度，風機入口風量、負壓等參數實時監測，確保風機安全可靠運行。

　　第三節排水設備

　　副立井井底設主排水泵房，水泵房底板標高為+1240.5m，水泵房兩個出口，一個應用斜巷連接到井筒，斜巷在井筒出口最少高出水泵房底板7m；一個連接到井底車場，礦井兩趟排水管路經管子道沿副斜井排至地面工業場地井下水處理站調節水池，井口標高+1442.2,調節池上口標高+1452m。正常排水時，一趟工作，一趟備用。

　　一、設計依據

　　1）排水垂高：217m

　　2）礦井正常涌水量：45m3/h

　　礦井最大涌水量：72m3/h

　　二、設備選型

　　1）水泵設備選型參數：

　　正常涌水時：Q1=1.2×45=54(m3/h)

　　最大涌水時：Q2=1.2×72=86.4(m3/h)

　　排水揚程估算：H=1.1×(217+5.5)=244.75(m)

　　根據上述計算，選用MD85-67×4型水泵3臺，其額定流量Qe=85m3/h，He=268m。水泵1臺工作，1臺備用，1臺檢修。

　　2)管路的選擇計算

　　排水管內徑計算:

　　根據國家安監總局、國家煤監局8月9日頒發安監總煤行[2007]第167號文件中要求，礦井設置地面空壓機站及壓風自救系統，最大班下井工人78人，按兩班工人同時在井下供氣量每人不得少于0.1m3/min計算確定壓風系統供風量，計入管路損失系數，海拔修正系數后，所需風量Q＝a1×a2×2×78×0.1＝1.2×1.04×2×78×0.1＝19.47m3/min。

　　根據所需風量及風壓工業場地壓風機站選用BLT-150A螺桿空壓機五臺，三臺工作，兩臺備用。

　　BLT-150A空壓機主要技術參數：排氣量19.9m3/min，排氣壓力0.8MPa，驅動電動機380V，110kW。

　　壓風管路干管的選用：

　　壓風自救系統設置在井底車場、中央變電所、中央水泵房、等候室、裝載硐室等硐室及距采掘工作面25-30m的巷道內、放炮地點、撤離人員與警戒人員所在位置及回風道有人作業處。長距離的掘進巷道中，應每隔50m設置一組壓風自救系統.壓風自救系統每組一般可供5～8人用，壓縮空氣供給量，每人不得少于0.1m3/min。

　　壓風系統管路敷設，見圖C1128-217/163-01、02。

　　壓風機房設低壓配電室，選用JDK型低壓開關柜用于對壓風機房壓風機、照明及其它負荷供電。壓風機房兩回380V供電電源引自礦井工業場地變電所，一回工作，一回備用。

　　第八章地面生產系統

　　第一節煤質及其用途

　　一、煤的物理性質和宏觀類型

　　整合后金暉隆泰煤礦的開采情況：確定礦井設計生產能力為900Kt/a，設計開采6號、9+10、11號煤層。

　　9號、10號煤層：黑色，強玻璃光澤，斷口具階梯狀，裂隙較發育，條帶狀結構。

　　6號、11號煤層：黑色，強玻璃光澤，斷口具階梯狀，裂隙不發育，條帶狀結構。

　　各可采煤層一般以亮煤、暗煤為主，夾少量鏡煤和絲炭，條帶狀結構，層狀構造，屬半亮型煤-半暗型煤。

　　二、煤的化學性質、工藝性能

　　1、化學性質

　　（1）6號煤層

　　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%。

　　揮發分（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%。

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

　　粘結指數（GR.I）：浮煤在87-95，平均91。

　　膠質層最大厚度（Y）：浮煤15.0-23.5mm，平均19.6mm。

　　根據煤炭質量分級GB/T15224.1.2.3（煉焦用煤分級）和中國煤炭分類國家標準GB5751-86，該煤層屬低灰-高灰、中低硫-中硫、特強粘結的焦煤。

　　(2)9號煤層

　　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%。

　　揮發分（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%。

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

　　粘結指數（GR.I）：浮煤72-90，平均85。

　　膠質層最大厚度（Y）：浮煤9.0-20.0mm，平均15.5mm。

　　根據煤炭質量分級GB/T15224.1.2.3（煉焦用煤分級）和中國煤炭分類國家標準GB5751-86，該煤層屬特低灰-低灰、中高硫-高硫、強粘結-特強粘結的焦煤。

　　（3）10號煤層

　　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%。

　　揮發分（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%。

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

　　粘結指數（GR.I）：浮煤在79-88，平均83。

　　膠質層最大厚度（Y）：浮煤11.5-15.0mm，平均13.1mm。

　　根據煤炭質量分級GB/T15224.1.2.3（煉焦用煤分級）和中國煤炭分類國家標準GB5751-86，該煤層屬低灰-中灰、中低硫-高硫、強粘結-特強粘結的焦煤。

　　（4）11號煤層

　　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%。

　　揮發分（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%。

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

　　粘結指數（GR.I）：浮煤在72-82，平均77。

　　膠質層最大厚度（Y）：浮煤12.0-13.5mm，平均12.4mm。

　　根據煤炭質量分級GB/T15224.1.2.3（煉焦用煤分級）和中國煤炭分類國家標準GB5751-86，該煤層屬低灰-中灰、低硫-中低硫、強粘結的焦煤。

　　2、可選性：

　　沁源詳查勘探時，曾在位于本井田以南大約8km處的郭家坪煤礦對9+10號煤層進行了篩分、浮沉試驗，其結果可供本井田參考。

　　3、可選性評價

　　煤的可選性評價采用±0.1含量法評定（GB/16417-1996）：

　　假定精煤灰分為10%時，理論精煤回收率為81.00%，可評為“優等”，理論分選比重為1.81，±0.1含量為1.30%，則可選性等級屬“易選”。

　　三、煤質及工業用途評價

　　6號煤層屬低灰-高灰、中低硫-中硫、特強粘結的焦煤。

　　9號煤層屬特低灰-低灰、中硫-高硫、強粘結-特強粘結的焦煤。

　　10號煤層屬低灰-中灰、中低硫-高硫、強粘結-特強粘結的焦煤。

　　11號煤層屬低灰-中灰、低硫-中低硫、強粘結的焦煤。

　　井田內各可采煤層均為焦煤，洗選后，如果灰分和硫分達工業要求，可直接作煉焦用煤；洗選后，如果灰分和硫分超過工業指標，降灰脫硫后可作煉焦用煤。

　　第二節煤的加工

　　根據煤質、用途、礦方意見，本礦原煤作如下加工：篩分、揀矸、塊煤破碎，混煤上倉汽車外運銷售。

　　篩分采用單層圓振動篩。

　　揀出矸石及雜物采用人工檢查手選。

　　破碎采用分級破碎機。

　　表8-1-1郭家坪煤礦9+10號煤層篩分試驗成果表

　　第三節生產系統

　　礦井設計生產能力0.9Mt/a。礦井年工作330d，日工作16h，生產系統原煤運輸不均衡系數取1.15，矸石運輸不均衡系數取1.5。

　　一、主斜井生產系統：

　　主井采用帶式輸送機提升，地面布置選矸破碎樓、筒倉、帶式輸送機走廊。

　　1、工藝流程說明：井底煤倉下K-4型給煤機將原煤給入B=800mm，DTⅡ型鋼繩芯帶式輸送機從主斜井提升至井口房，經入篩帶式輸送機進入選矸破碎樓，篩孔50mm的單層振動篩篩分，分為0-50mm、＞50mm兩級，＞50mm的塊煤在手選帶上經人工揀出矸石及雜物，破碎至粒度50mm以下，與篩下品0-50mm的末煤混合，由上倉帶式輸送機送入筒倉上，由配倉帶及上倉帶較均勻的卸入筒倉。

　　裝車及外運方式：閘門裝車，汽車外運。

　　計量方式：SCS-100電子汽車蘅計量。

　　儲煤型式及儲量：φ18m筒倉、2個，總儲量約9000t。

　　2、主要設備的選型驗算

　　1）篩分系統設備選型計算：

　　根據礦井設計生產能力以及日產量，對YAH2148F=10m2進行計算。計算過程如下：

　　⑴原始資料

　　①輸送量：Q=240t/h

　　②松散原煤密度：r=0.95t/m3

　　③煤的粒度：0~300mm

　　④安裝傾角：α=20°

　　⑤篩分設備處理能力為：篩孔50mm：30~40t/m2•h

　　F=240/30=8.0m2，因此選用F=10m2能滿足要求。

　　1）運輸機選型計算

　　上倉帶式輸送機的計算：

　　原始資料

　　TD75型帶式輸送機，水平機長Lh=123m，傾角β=18°-0，帶寬B=1000mm，帶速V=2.0m/s，運量Q=240t/h，松散容重γ=1.0t/m3，提升高度H=37m。

　　⑵傳動滾筒軸功率計算：

　　N0=（K1Lhv+K2LhQ+0.00237QH）K3K4+∑N/

　　式中：K1—空載運行功率系數K1=0.0229（取正常濕度）

　　K2—物料水平運行功率系數K2=10.89×10-5

　　K3—附加功率系數K3=1.15

　　K4—卸料車功率系數K4=1.2

　　N/—犁式卸料器及導料槽長度超過3M時的附加功∑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電動機功率計算

　　N=N0/η

　　η—總傳動效率η=0.80

　　N=62.5（kW）考慮到負載啟動等因素，選用電機功率NB=90kW，滿足要求。

　　⑷計算結果：電動機Y280M-4，90kW；

　　減速器ZSY315，速比31.5；

　　輸送機TD75，

　　輸送帶棉帆布芯橡膠帶，帶寬1000mm，層數6層。

　　（5）筒倉選用KZ型空氣炮放堵，主井井口房、原煤筒倉、選矸樓提升檢修起吊設備選用HS1010t電動葫蘆。

　　二、輔助生產系統

　　副立井井筒直徑φ5.0m，采用雙鉤罐籠提升方式，礦車為1.5t固定式礦車、600軌距單層單車，擔負礦井的材料、設備、人員等輔助提升任務。長材料下放采用“穿罐籠-吊罐底”方式。副井井口房檢修起吊設備選用HS1010t電動葫蘆。

　　井上下操車設備均采用集中液壓站驅動，由井口（井底）操作時集中控制。主要設備有：搖臺、穩罐裝置、安全門、液壓裝罐推車機、單式阻車器、復式阻車器、等。液壓裝罐推車機可以進入罐內推車，較好的滿足了副井的裝罐作業要求。

　　三、矸石系統

　　礦井矸石來源主要是前期井下工程矸石。井下排矸量約35kt/a，人工揀矸量約0.5kt/a，鍋爐房爐渣約1.1kt/a，生活垃圾0.06kt/a，總計36.66kt/a。

　　根據礦井工業場地及其周圍的地形特征，設計仍利用礦井原有矸石排放場—工業場地的東側。井下矸石用礦車經副井提升至地面，利用翻車機翻卸，翻卸后由輪式裝載機裝載汽車外運至矸石周轉場地，矸石翻車機位于工業場地東北部，篩分間手選矸石也由輪式裝載機裝載汽車運至矸石周轉場地，矸石周轉場地位于工業場地東北部的沖溝內，矸石周轉場占地約1.0hm2。矸石周轉場地所處的沖溝較小，矸石填溝應由溝頭開始，矸石每堆高5m，覆蓋50cm黃土壓實，溝滿后用1.0m厚的黃土覆蓋。在溝口應設置一道攔矸壩，長120m，高12m，并沿溝中心設置一道1-1.0m涵洞，長約300m，將該沖溝的水排出場地外，使場地不受洪水威脅。

　　對已達到堆積量的地段要及時覆土封閉，并進行造林綠化。覆土厚度0.5~1.0m為宜。種植耐旱易活樹種，綠化環境。鍋爐房爐渣等廢棄物摻與矸石中，與矸石一同處理。

　　同時應積極尋找矸石的綜合利用途徑。

　　第四節輔助設施

　　一、礦井機修車間與綜采設備庫聯合布置

　　機修車間擔負礦井機電設備的日常維修和維護任務，機電設備的大、中修依靠社會協作完成。

　　機修車間配備主要設備有：普通車床2臺，牛頭刨床1臺，交流弧焊機3臺，臺式鉆床1臺，搖臂鉆床1臺，砂輪機2個，雙人鉗工桌1張，平行虎鉗2個，畫線平臺1臺，氧氣瓶5個，焊接鋼板1塊，乙炔鋼瓶5個，焊接發電機1臺，5t電動單梁起重機1臺。

　　綜采設備庫配備有20/5t電動葫蘆型橋式起重機等，滿足綜采設備、液壓支架的起運、存放需求。

　　車間面積：16m×54m（864m2），已有。

　　二、坑木加工房

　　坑木加工房主要承擔井下坑木的加工任務,現有1臺圓鋸機，本次設計新增刃磨機1臺、截鋸機1臺。

　　坑木加工房面積：16m×24m（384m2），擴建。

　　三、坑口煤樣室、化驗室

　　本礦井的煤炭化驗應由有一定資質的煤炭化驗室完成，或社會力量協作完成，本礦不再設煤樣室、化驗室。

　　第九章地面運輸

　　第一節概況

　　一、交通運輸現狀

　　井田向東3km可達省級公路322線汾（陽）--屯（留）公路，沿省道322線向北約42km可達平遙縣城，向西沿縣道27km可達介休市，與大（同）—運（城）高速公路、國道108線及南同蒲鐵路相接。沿省道322線向南約60km至沁源縣交口鄉轉西東30km與國道208線及太焦線鐵路相連。交通條件較為方便。

　　二、設計采用的原始資料

　　設計所采用的原始資料如下：

　　1、建設單位提供的“山西金暉隆泰煤業有限公司工業場地地形圖（1：500）”；

　　2、建設單位提供的“山西金暉隆泰煤業有限公司地質地形圖（1：5000）”，坐標采用1980年西安坐標系，高程采用1985年國家高程基準；

　　3、建設單位提供的技術資料及支持性文件；

　　4、建設單位提供的原初步設計說明及圖紙。

　　第二節場外公路

　　一、場外公路

　　1、進場公路

　　進場公路由鄉村公路接入（該鄉村公路等級低，不滿足礦井原煤外運要求，要求礦方承擔改擴建，將原有鄉村公路改造為二級公路），全長約0.2km，路面寬7.0m，路基寬9.0m，水泥混凝土路面。線路平均縱坡6.0%，占地0.34hm2。

　　道路設計標準采用汽車-20級；掛車-100。防洪設計洪水頻率按50年一遇設防。

　　由于進場公路需橫跨一條沖溝，本應設計小橋一座。建設單位建議修建攔水壩，在壩頂修建公路。將該沖溝的水全部截住做生產、生活用水。該項工程具體設計由建設單位另行委托有資質的單位進行專項目設計。本設計中不預考慮。

　　2、矸石公路

　　排矸場地設在工業場地東側的一條荒溝內，緊鄰工業場地，故不需修建矸石公路。

　　3、地面爆破材料庫公路

　　本次設計將地面爆破材料庫設置在工業場地北側約400的坡地上，公路由排矸場地接入，線路全長360m，平均縱坡為4.0%，最大縱坡為5.8%。需新購地。

　　二、進場公路主要技術標準

　　進場公路按二級路設計，線路全長約0.2km，路面寬7.0m，路基寬9.0m，水泥混凝土路面，線路縱坡6.0%，占地0.34hm2。平曲線最小半徑60m，其工程數量見表9-2-1。

　　第十章總平面布置及防洪排澇

　　第一節概況

　　一、概況

　　1、地形、地勢及河流

　　本井田地處太岳山區，地表為山區侵蝕地貌，溝谷縱橫、地形較為復雜，總的地形地勢是北高南低、西高東低，中間偏東發育一條南北向大柵河谷。地形最高點為北部關子嶺點為1582.5m最低點位南部溝谷1355m，相差227.5m，基巖出露中等，山頂山脊黃土大面積覆蓋，植被不發育。縱觀該井田所處的自然地形條件，為侵蝕性較弱的中山區。

　　本井田地表水屬黃河流域汾河水系的龍鳳河流。井田僅為沖溝，溝谷內一般無水流，在雨季遇暴雨時，雨水短時聚集，順溝向南流入龍鳳河，再向西流入汾河。

　　2、氣象及地震

　　本井田屬大陸性氣候，根據沁源縣氣象臺觀測記錄，本區7、8、9三個月為雨季，降水量最小為463.3mm（1972年），最大為861.6mm（1975年），蒸發量最小為1306.7mm（1983年），最大1609.6mm（1972年），蒸發量大于降水量2.3倍。冬春兩季雨雪較少，夏末秋初雨量較大。一月份氣溫最低，平均為零下6.5℃，七月份氣溫最高，為37℃—38℃，年平均氣溫18.7℃。十一月份開始結冰，次年三月份開始解凍，凍土深度最大為750mm（1976—1977年），最小為370mm（1972—1973年）,最大積雪厚度22cm。

　　本區夏季多東南風，冬春季多西北風，最大風速16m/s。

　　據中華人民共和國GB50011-2001《建筑抗震設計規范》，本區抗震設防烈度為7度，設計基本地震加速度值為0.15g。

　　二、設計采用的原始資料

　　設計所采用的原始資料如下：

　　1、建設單位提供的“山西金暉隆泰煤業有限公司工業場地地形圖（1：500）”；

　　2、建設單位提供的“山西金暉隆泰煤業有限公司地質地形圖（1：5000）”，坐標采用1980年西安坐標系，高程采用1985年國家高程基準；

　　3、建設單位提供的技術資料及支持性文件；

　　4、建設單位提供的原初步設計說明及圖紙；

　　5、采礦專業提供的主斜井、副立井、回風立井資料：

　　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

　　回風立井:X=4094280.446Y=19600950.511

　　Z=＋1440.000

　　6、相關專業資料；

　　7、設計委托書。

　　三、各場地相互關系

　　現有的工業場地位于井田北部，風井及其場地位于工業場地內，新增設的排矸場地位于工業場地東側，緊鄰工業場地。爆破材料庫場地位于工業場地北側約300m處。

　　礦井工業場地為利用現有場地，利用現有的主斜井，場地布局基本合理、安全可行，應以利用。在此基礎上新增設副立井及風井。

　　各場地相互關系見“地形地質圖（兼礦井地面總布置圖）”C1128-103-01。

　　第二節總平面布置

　　主斜井位于工業場地中部，新建副立井位于工業場地北部，新建的回風立井位于工業場地西部。

　　根據生產工藝平面布置、礦井地面布置、場地地形、地貌及進場公路的布置要求，場地軸向方位正南。場地內建、構筑物布置力求整齊美觀、緊湊合理，滿足現行安全規程及設計規范要求的間距，滿足場內外運輸、管網敷設、綠化及節約用地要求。

　　一、工業場地總平面布置原則

　　根據場地現有情況，并根據本次兼并重組整合項目設計的需要，確定以下布置原則：

　　（1）滿足改造生產工藝要求，結合地形、地物、工程地質、水文、氣象等自然條件和工業場地豎向布置，做到有利生產、方便生活、節約用地。

　　（2）充分利用已有場地建（構）筑物和設施。

　　（3）符合環境保護要求，搞好綠化美化設計，改善場區環境。

　　（4）考慮風向、朝向、通風條件及地面排水。

　　二、場地功能分區

　　依據井田開拓、地面運輸的要求，本著節約用地的原則，工業場地已基本形成，本次設計立足于對現有工業場地的改造，總平面布置保持原有場地的布置格局不變。

　　場地功能區劃分為主要生產區、輔助生產區和行政生活區。

　　1、主要生產區

　　主要生產區布置在工業場地中部及西部，原有建筑（構）筑物已不能滿足改造后的需求，需拆除后新建。本次設計新增的主要建（構）筑物包括生產系統（有主斜井、井口房、帶式輸送機棧橋、轉載站和產品筒倉）、地面壓縮空氣站等建構筑物。

　　風井及其場地位于工業場地西側。

　　2、輔助生產區

　　輔助生產區設置在工業場地中、北部，在現有綜采機修聯合建筑、浴室的基礎上，新增了副立井井口房、綜合樓（包括燈房、任務交待室等）、巖粉庫、消防材料庫、井下水處理站、坑木加工房、器材棚等建構筑物。

　　3、行政生活區

　　行政生活區位于工業場地中部及東部，在現在辦公樓、食堂（干部食堂）的基礎上，新增設了單身宿舍、食堂等建構筑物。

　　工業場地總平面布置詳見圖10－2－1。

　　三、場內主要通道及各種露天場地面積的確定

　　1、場內通道寬度主要依據下列因素確定：

　　（1）通道兩側建、構筑物及露天設施對防火、安全與衛生間距的要求；

　　（2）道路與帶式輸送機通廊等運輸線路的布置要求；

　　（3）各種管線的布置要求；

　　（4）綠化布置的要求；

　　（5）施工、安裝與檢修的要求。

　　依據以上原則，場內主要通道（建筑紅線距離）寬度為23m。

　　2、各種露天場地面積的確定：

　　綜采機修聯合建筑周圍露天場地主要考慮裝卸、臨時堆存、檢驗或維修操作之用。結合場地情況，綜采機修聯合建筑和周圍露天場地面積按廠房建筑面積的2倍計算，即露天場地面積為3960㎡。

　　四、工業場地布置的主要技術經濟指標

　　表10-2-1場地主要工程量及技術經濟指標表

　　第三節豎向設計及場內排水

　　一、豎向布置原則

　　1、在保證防洪排澇要求的前提下，豎向布置應滿足建、構筑物之間的生產聯系和對高程的要求，為場內外運輸、排水和裝卸作業創造良好的條件；

　　2、合理利用自然地形，盡量減少土（石）方、建筑物基礎、護坡等工程量；

　　3、由于工業場地已基本形成，故本次設計應盡量利用現有已平整地形。

　　二、豎向設計

　　由于工業場地已基本形成，故本次設計在現有基礎上進行平整。

　　現有的工業場地大致分為三個臺階，第一臺階位于副立井井口西北側，布置了井下水處理站及生活用水井，場地標高大約為1452.000m；除風井及其場地、筒倉、鍋爐房及汽車外運場地外，其余建、構筑物全部位于第二臺階上，場地標高大約為1442.000m；風井及其場地、筒倉、鍋爐房及汽車外運場地位于下臺階上，場地標高大約為1440.000m。

　　場地最大挖方深度為8m，最大填方深度為6.0m，場地四周邊坡穩定采取擋土墻加護坡，邊坡坡度挖方區為1:0.5，填方區1:1.5。

　　三、土石方工程量及填挖平衡措施

　　礦井工業場地豎向布置已經基本形成，只需對局部進行平整，初步估算場地平整土石方工程量挖方量為4.5萬m3，填方量為8.0萬m3，填方量大于挖方量，不足分部土方就近取土，平均運距按300m計算。

　　四、場內排水

　　場內排水方式，采用有組織明溝（局部地段加蓋板）排水方式，將場地內的雨水排至已有的排洪溝內，最終排出場外。場地西側及北側周邊坡頂外側處設置截水溝，截水溝至邊坡頂邊界距離不小于3.0m。截水溝斷面型式為矩形，溝寬0.6m，溝深0.6m，壁厚0.4m，M5水泥砂漿砌MU30號片石。

　　第四節場內運輸

　　一、運輸方式

　　場內運輸物品主要是產品煤、建筑器材、矸石、機電設備等。場內采用窄軌和公路相結合的運輸方式。

　　二、場內運輸

　　1、窄軌鐵路

　　場內窄軌鐵路主要與主斜井井口和副立井井口相聯系。窄軌鐵路由主斜井車口車場地和副立井井口車場牽出，通往綜采機修聯合建筑、巖粉庫及消防材料庫。線路長度約500m，采用的技術標準為：500mm軌距，30kg／m鋼軌，最小曲線半徑9.0m。另考慮到材料和設備的裝卸，配備CCQ3和CC5內燃叉車各1臺。

　　2、場內道路

　　場內道路主要擔負材料和設備的運輸，并兼顧人員交通和消防通道。場內道路全長550m，路面寬7.0m，路基寬9.0m。采用水泥混凝土路面，26cm厚C30水泥混凝土面層，25cm厚水泥碎石穩定土基層，20cm厚3:7灰土墊層。

　　道路最小轉彎半徑9.0m，最大坡度6.9%，線密度為84.6m/hm2。

　　三、車輛

　　考慮到零星材料運輸、交通和生活需要，配備卡車2輛（5t和8t各一輛）、救護車1輛、小轎車2輛、越野車2輛和大客車1輛。

　　第五節其它場地布置

　　一、風井場地

　　根據礦井井下開拓部署及地面地形條件，風井場地布置在礦井工業場地場西北角，布置有通風機房、電氣值班室等。用地面積包含在礦井工業場地占地內，場地標高約為+1440.000m。

　　二、排矸場地

　　排矸場地選擇在礦井工業場地東側的溝內，占地面積1.0hm2，排矸場地所處的沖溝較小，矸石填溝應由溝頭開始，矸石每堆高5m，覆蓋50cm黃土壓實，溝滿后用1.0m厚的黃土覆蓋，壓實后可種植樹木綠化。在溝口應設置一道攔矸壩，長120m，高12m，并沿溝中心設置一道1-1.0m涵洞，長約300m，將該沖溝的水排出場地外，使場地不受洪水威脅。

　　三、地面爆破材料庫場地

　　《煤炭工程項目建設用地指標》（2009年5月1日試行）第二章2.0.5.6“地面爆破材料庫應在礦區或分區集中設置，或依托當地供應部門供給，不單建礦井地面爆破材料庫”。由于該指標為試行階段，結合當地實際情況，暫無集中修建或當地供應部門供給的條件，需修建地面爆炸材料庫，位于工業場地北側約300m處，場內主要設炸藥庫和雷管庫各一座，另設值班室及相應的配套設施，占地0.65hm2。需新購地。

　　第六節管線綜合布置

　　一、工業場地工程管線的種類

　　工業場地工程管線包括給水管、供熱管線、電力電纜、通訊電纜、照明電纜等。

　　二、布置原則

　　1、盡量使各種管線間及管線與建、構筑物之間在在平面和豎向布置上相互協調。

　　2、合理選擇管線的敷設方式及路徑。

　　3、管線盡量呈直線布置，且平行與道路或建筑物的長軸方向布置，使線路短捷，以減少工程量及投資。

　　4、盡量避開高填、深挖和地質不良地段。

　　三、敷設方式

　　多數管線采用地下直埋方式，管線密集處采用綜合管溝，熱力管采用地溝敷設。

　　第七節場地綠化

　　綠化是防護和改善環境的有效措施之一，因此在總平面設計時充分考慮了場區綠化，對場區內凡可以植樹種草之處，都進行了必要的綠化，綠化方式以行道樹為主，配設花園綠地，點線面相結合。行道樹沿場內道路兩側及場區四周種植，樹種以槐樹、大葉女貞、構樹等為主。在場前區、鍋爐房周圍的空間內設置小花園，進行點植或片植，喬木和灌木相間，輔以草坪：樹種以羅漢松、刺柏、云杉、旱柳等喬木；以法國冬青、鳳尾蘭、迎春花、紫丁香等花灌木為主；草坪種以顏色青綠的馬尼拉草。

　　場地綠化占地系數為20.0%，綠化占地面積為1.17hm2。

　　第八節防洪排澇

　　一、井田內河流情況

　　本區地表水屬黃河水系汾河支流的龍鳳河小流域。溝谷內一般無水流，在雨季遇暴雨時，雨水短時聚集，順溝向南流入龍鳳河，再向西流入汾河。

　　工業場地位于井田北部，工業場地內處于兩條沖溝的交匯處，一條自自北向南，一條自西北向東南。

　　二、防洪設計標準

　　山西金暉隆泰煤業有限公司礦井設計生產能力為900Kt/a，屬于中型礦井，根據《煤炭工業礦井設計規范》之規定，井口和工業場地的防洪設計標準（重現期）按100年考慮，井口按300年標準進行校核。

　　三、防洪排澇措施

　　工業場地位于兩條沖溝的交匯處，自北向南的沖溝據建設單位意見，要修建攔水壩，蓄水后與以利用。該工程建設單位另行委托有資質設計單位進行專項設計，本設計中就不以考慮。

　　工業場地南側的自西北向東南的沖溝，其匯水面積為0.11km2，依據鐵三院洪水流量公式計算得出：百年周期洪峰流量為Q1=3.62m3/s，三百年周期洪峰流量為Q0.33=5.26m3/s。

　　工業場地已形成的防洪排澇系統，包括場地內洩水涵洞及排水溝。現有的沿工業場地西南端山腳下修建的1-2.5石拱涵，經核算，可以滿足泄洪要求。

　　為防止山坡上的雨水對場地造成威脅，沿工業場地周圍山坡上方設置截洪溝，M7.5水泥砂漿砌MU30片石砌護。截流山坡上方的雨水，使之排出場地外。

　　經核算，上述防洪排澇設施可以滿足改造后的需要，該工業場地不存在洪澇威脅。

　　工業場地已形成多年，未發生洪澇災害。

　　第十一章電氣

　　第一節供電電源

　　山西金暉隆泰煤業有限公司現有兩回10kV電源，兩回電源線路分別引自王陶35kV變電站的10kV不同母線段，導線為LJ-150型鋼芯鋁絞線，供電距離9km，經計算校核，現有10kV電源不能滿足礦井資源重組整合后的生產要求。本次設計山西金暉隆泰煤業有限公司礦井供電采用兩回35kV專用電源線路供電。

　　山西省電力公司沁源支公司擬在王和鎮古寨村建設110kV變電站，古寨110kV變電站位于礦井工業場地東南約6km處，站內設計裝設兩臺主變，容量為2×40MVA。

　　根據山西金暉隆泰煤業有限公司0.9Mt/a生產能力估算的負荷和礦方要求，本次設計山西金暉隆泰煤業有限公司礦井供電采用兩回35kV專用電源線路供電，兩回LGJ-120線路引自距礦井工業場地東南約6km處的古寨110kV變電站35kV不同母線段。礦井兩回路電源線路，當任一回路發生故障停止供電時，另一回路能擔負礦井全部負荷。礦井的兩回路電源線上均不得分接任何負荷，確保礦井供電安全可靠。礦井供電電源地理位置接線示意圖見圖11－1－1。

　　第二節電力負荷

　　礦井用電設備總臺數162臺

　　礦井用電設備工作臺數145臺

　　礦井用電設備總容量7826.9kW

　　礦井用電設備工作容量6302.5kW

　　礦井最大計算有功功率4024.6kW

　　礦井最大計算無功功率1135kvar

　　礦井最大計算視在功率4181.6kvar

　　10kV母線自然功率因數0.71

　　10kV側無功功率補償2700kvar

　　補償后10kV側功率因數0.96

　　全礦井年耗電量16451.92kkWh

　　礦井噸煤電耗18.280kWh

　　礦井電力負荷統計表見附表11-2-1。

　　礦井主變壓器選擇表見附表11-2-2。

　　第三節送變電

　　一、礦井供電系統技術特征

　　山西金暉隆泰煤業有限公司雙回35kV電源,兩回LGJ-120線路分別引自距礦井工業場地東南約6km處的古寨110kV變電站35kV不同母線段。兩回電源線路，一回工作，一回熱備用，當任一回路發生故障停止供電時，另一回路應能擔負礦井全部負荷，礦井的兩回電源線路上都不得分接任何負荷。

　　二、送電線路技術特征

　　礦井兩回35kV電源線路，地處氣象條件接近國家Ⅵ類典型氣象區，年平均氣溫18.7℃，最高氣溫38℃（7月份），最低氣溫為-6.5℃（1月份）。最大風速16m/s。

　　1、設計選擇鋼芯鋁絞線架空敷設，導線截面的確定，按礦井最大計算用電負荷，In=

　　=

　　=73.77A，根據礦井年最大負荷利用時間在5000小時以上，選取線路的經濟電流密度為0.9A/mm2，S=

　　=82mm2經計算：選取古寨兩回110kV變電站35kV母線段至礦井工業場地35kV變電所35kV架空導線為LGJ-120型鋼芯鋁絞線，單回線路長6km，分別采用鋼筋混凝土門型桿或等徑桿架設，線路壓降0.91％。35kV線路靠近變電所1.5km線路架設GJ-35避雷線。

　　2、按全線電壓損失校驗導線截面：

　　(1)、1#進線負荷矩計算

　　35kV供電線路全線（古寨110kV變電站至工業場地35kV變電站）供電距離為6km，

　　(2)、1#進線電壓損失計算

　　查35kV架空線路單位負荷距時的電壓損失百分數，得

　　LGJ-120，當cosφ=0.9時，△u%=0.0378%/MW

　　km，則

　　故兩回電源均可滿足礦井正常生產用電的要求。

　　三、礦井地面變電所

　　在地面工業場地新建一座35kV變電所。變電所位置靠近負荷中心，地質條件較好，進、出線方便，通風良好，位于各種污染源的上風側。副井工業場地35kV變電所采用電壓等級35kV、10kV、0.4kV，母線均為單母線分段。所內布置35kV、10kV高壓配電室和0.4kV低壓配電室，補償電容器室。兩臺主變壓器室外布置，兩臺低壓變壓器室內布置。根據運行方式，全礦井無功補償采用變電所10kV側集中補償的補償方式，選用TBBZ型高壓動態無功補償裝置，補償容量2700kVar。變電所35kV母線、10kV母線各裝兩臺避雷器柜，35kV進線末端、10kV出線末段裝管型避雷器用于防感應雷。35kV進線靠近變電所1.5km線路架設避雷線，35/10kV變電所內架設避雷針，防直擊雷。所用變分別設置于35kV兩回電源進線側。本礦35kV進線一回工作，一回帶電備用；本變電所采用直流操作的方式，操作電源取自控制室直流屏，事故狀態時取自免維護鉛酸蓄電池。本變電所設計采用微機保護和微機監控設備，完成對變電所主設備的控制、保護、測量、信號等功能。

　　四、短路電流計算

　　1、短路電流計算取電力系統110kV側為無限大容量。基準容量Sb=100MVA。

　　2、短路電流計算系統圖見圖11－3－１

　　短路電流計算結果見表11－3－2。

　　3、短路電流計算等值電路圖見附圖11－3－2

　　電纜熱穩定Smin=

 

　　×103=

 

　　×103=15mm2，限制最小電纜截面為10kV銅芯電纜截面不小于25mm2。

　　電流互感器Imin=I∞

　　×103/Kt=4..032

　　×103/80=25A，限制最小電流互感器一次側額定電流不小于30A。

　　4、繼電保護

　　變電站繼電保護和自動裝置均按國家標準給予配置。變電站35kV進出線裝設三段式電流保護及備用電源自動投入裝置。

　　主變壓器兩側配置縱差保護、瓦斯保護、過電流保護、過負荷保護、溫度保護等。

　　10kV饋出線路保護：兩段式電流保護。第一段無時限電流速斷裝置作為線路的輔助保護，第二段帶時限過電流保護裝置作為主保護。三段式零序電流保護。

　　10kV電容保護：兩相式電流速斷保護，分組或單臺電容器熔斷器保護。

　　10kV系統接地保護：10kV系統裝設小電流接地選線裝置，在所有10kV電纜饋出線或經電纜引出的架空線路上均安裝零序電流互感器，構成單相接地具有選擇性保護裝置，單相接地保護作用于信號。

　　選用一套S900變電站綜合自動化系統。整個系統分為三層：間隔設備層、通信網絡層、站控監控層。間隔層設備保護、監控及自動裝置由現場就地獨立完成，間隔層設備同站控監控系統通過CAN網同站控主機相連，保護動作、自動裝置動作、備用電源投入不依賴通信網絡，站控主機只做監控管理工作。通信網絡層主要完成各種設備功能及各種智能設備、自動裝置等通信接口功能。站控監控層主要完成全站數據采集與處理、斷路器控制等監控功能。整個自動化系統可完成變電站遙控、遙信、遙測、遙調等功能，實現變電站無人值班或少人值班。

　　第四節地面供配電

　　一、地面配電系統

　　工業場地35/10/0.4kV變電所向礦井地面、井下全部負荷供電，主通風機、地面生產系統配電室等采用10kV雙回路由工業場地35kV變電站供電，主斜井膠帶機、副井提升機、空壓機房、鍋爐房、主斜井空氣加熱室、副立井空氣加熱室、燈房浴室、井下水處理、調度樓以及副井絞車房、副井井口房低壓負荷等采用380V雙回路由工業場地35/10/0.4kV變電所供電。地面其余配電點：機修車間、坑木加工房、食堂、等采用380V單回路由工業場地35/10/0.4kV變電所供電。以架空和電纜輻射方式供電。供電電纜采用直埋或沿電纜溝敷設方式向各配電點供電。其中：高壓電纜選用VV22－8.7/10型，低壓電纜選用VV22-0.6/1型全塑內鋼帶鎧裝電力電纜。架空線選用LGJ鋼芯鋁絞線。

　　二、工業場地及建筑的接地和照明

　　在工業場地內凡高于15m之建（構）筑物均按三類建（構）筑物防雷設防；變電所內35kV母線、10kV母線設避雷器柜，為防止雷電波侵入，當電纜轉換為架空線時，在轉換處裝設避雷器，避雷器和絕緣子鐵腳、金具等連在一起接地，其沖擊電阻不大于30歐姆。

　　工業場地35kV變電所變壓器采用中性點不直接接地，工業場地10kV變電所動力變壓器380V側中性點直接接地，接地裝置的接地電阻不超過4歐姆。為防止雷電波侵入井下，凡露天出（入）井的金屬軌道、金屬管路及鎧裝電纜的金屬外皮，均需在出（入）井口附近，將金屬體作不少于兩處的可靠接地。各電氣設備之正常不帶電的金屬外殼、鎧裝電纜的金屬外皮等均通過專用接地線按規程可靠接地。

　　地面各低壓配電點采用動照合一方式，以三相四線制系統供電。地面各低壓配電點0.4kV配電裝置選擇JDL-1型低壓配電屏。各生產車間采用工廠燈照明，辦公樓、單身宿舍等建筑采用節能型日光燈照明，礦井變電所、生產調度、通信站、主斜井井口房、通風機、副立井井口房、地面生產系統的控制室、鍋爐房、礦井監控室、礦山救護值班室等重要場所重點位置應設置應急照明裝置，公共場所要配備聲光控制器，場區室外采用高壓納燈照明并裝設光電控制器。照明電壓380/220V。

　　10kV配電室、0.4kV配電室、變電所控制室及生產系統走廊、鍋爐房等一些重要場所設事故照明。

　　檢修照明電源電壓采用36V。

　　三、生產系統配電控制

　　生產系統采用防水、防塵、隔爆電氣設備。運轉設備采用集中聯鎖與就地解鎖兩種控制方式，聯鎖控制用于正常生產，解鎖控制用于設備檢修及試運轉，生產系統按逆煤流起車，順煤流停車方式起停設備。生產系統信號采用預告-禁起制與局部聯系信號相結合的方式。控制室設置在篩分樓。

　　篩分樓內設有配電室，生產系統設雙回路供電，電源引自地面工業場地35kV變電站10kV不同母線段，選擇兩臺S11-315/10，10/0.4kV型315kVA變壓器給生產系統設備配電，負荷率74.88％。生產系統用電設備共10臺，安裝容量314.5kW，低壓配電裝置采用JDL型低壓配電柜。

　　四、水源井及爆破材料庫等分散負荷的配電控制

　　本礦在生活區打一眼水井，供全礦井生活用水，電源由設地面10kV變電所低壓配電柜供給；爆炸材料庫位置由當地公安部門確定，爆炸材料庫設獨立避雷針1只，接地電阻不大于10Ω。爆炸材料庫內只設照明，電源引自礦井380/220V照明網，燈具選用防爆型，電線穿管敷設。

　　五、多電源實驗裝置

　　設計選用一套ZDS-1-630-3型多電源實驗裝置，設置在機修車間配電室，作為電機和電器的試驗電源之用，也可作為綜采機組地面試運轉電源之用。采用一回10kV電源供電，電源引自地面35kV變電所10kV饋電回路，電源電纜選用VV22－8.7/10型聚氯乙烯絕緣鋼帶鎧裝聚氯乙烯護套電力電纜。

　　第五節井下供配電

　　一、井下負荷及下井電纜選擇

　　1、井下負荷

　　井下用電設備總臺數：95臺。

　　井下用電設備工作臺數：86臺。

　　井下用電設備總容量：4653.6kW。

　　井下用電設備工作容量：4112.6kW。

　　井下最大計算有功功率：2886.5kW。

　　井下最大計算無功功率：2939.1kVar。

　　井下最大計算視在功率：4119.5kVA

　　2、下井電纜選擇

　　從地面工業場地35kV變電站10kV不同母線段引兩回電源向井下供電，電纜經副立井井筒敷設至井下主變電所，下井電纜沿井筒內電纜掛架敷設。根據負荷統計情況，In=

 

　　(2)、1#及2#下井電纜電壓損失計算

　　查阻燃交聯銅芯電纜單位負荷距電壓損失百分數得

　　3×150mm2，當cosφ=0.7時，△u%=0.211%/MW

　　km，則

　　故選用MYJV42-8.7/103×150mm2型煤礦用交聯聚氯乙烯絕緣鋼帶鎧裝聚氯乙烯護套電力電纜，兩回電源均可滿足礦井正常生產用電的要求。

　　二、井下主變電所

　　井下主變電所位于副立井井底，與井下主排水泵房聯合布置。電壓等級10/0.69kV，10kV和0.69kV母線均采用單母線分段接線方式，10kV配電裝置選用PBG60-10型礦用隔爆型高壓真空配電裝置，660V配電裝置選用KBZ型礦用隔爆型低壓饋電開關，變壓器選用2臺KBSG-630/10，10/0.69kV型630kVA礦用隔爆干式變壓器，負荷率73.50%，擔負副立井井底、主排水泵等低壓負荷及照明用電，另選用兩臺KBSG-100/10，10/0.69kV型100kVA礦用隔爆干式變壓器，負荷率68.57%，為9號煤掘進工作面局部通風機提供專用電源。

　　井下采區變電所電壓等級10/0.69kV，10kV母線均采用單母線分段接線方式，0.69kV母線采用單母線接線方式。10kV配電裝置選用PBG60-10型礦用隔爆型高壓真空配電裝置，變壓器選用1臺KBSG-315/10，10/0.69kV型630kVA礦用隔爆干式變壓器，負荷率76.70%，擔負6號煤軌道下山設備、掘進工作面等低壓負荷及照明用電，另選用兩臺KBSG-100/10，10/0.69kV型100kVA礦用隔爆干式變壓器，負荷率68.57%，為9號煤掘進工作面局部通風機提供專用電源。嚴禁井下配電變壓器中性點接地。嚴禁由地面中性點直接接地的變壓器或發電機直接向井下供電。

　　井下運輸巷膠帶機供電選用1臺KBSGZY-500/10，10/0.69kV型500kVA礦用隔爆移變，負荷率73.80%，擔負井下大巷膠帶機用電。

　　本礦各掘進面局部通風機供電采用“三專兩閉鎖”，即雙電源切換、專用開關、專用變壓器、專用線路和風電、瓦斯電閉鎖。在主變電所設置2臺KBSG-100/10，10/0.69kV型100kVA礦用隔爆型干式變壓器為9號煤掘進工作面局部通風機提供專用電源。在采區變電所設置2臺KBSG-100/10，10/0.69kV型100kVA礦用隔爆型干式變壓器為6號煤掘進工作面局部通風機提供專用電源。

　　對供電距離遠、負荷大的采掘工作面設備，采用移動變電站深入采區供電。

　　9號煤9101回采工作面選用一臺KBSGZY-800/10，10/1.2kV型800kVA礦用隔爆型移動變電站和一臺KBSGZY-400/10，10/0.69kV型400kVA礦用隔爆型移動變電站，9101回采工作面膠帶順槽口選用一臺KBSGZY-400/10，10/0.69kV型400kVA用隔爆型移動變電站；9號煤順槽掘進工作面各選用一臺KBSGZY-630/10，10/0.69kV型630kVA礦用隔爆型移動變電站。9號煤各移動變電站用電纜選用MYPTJ-8.7/10礦用移動屏蔽監視型橡套電纜，由井下主變電所供電。井下主變電所供移動變電站的高壓饋電線上裝設有選擇性的動作于跳閘的單相接地保護裝置。

　　6號煤6101回采工作面選用一臺KBSGZY-800/10，10/0.69kV型800kVA礦用隔爆型移動變電站，6101回采工作面膠帶順槽口選用一臺KBSGZY-200/10，10/0.69kV型20kVA用隔爆型移動變電站。6號煤各移動變電站用電纜選用MYPTJ-8.7/10礦用移動屏蔽監視型橡套電纜，由井下主變電所供電。井下主變電所供移動變電站的高壓饋電線上裝設有選擇性的動作于跳閘的單相接地保護裝置。

　　采區內固定照明電壓127V由BZX-2.5660/127V照明變壓器綜合保護裝置供給。

　　三、井下配電系統

　　井下主變電所以雙回10kV向采區變電所供電，以單回10kV向9號煤移動變電站供電，以660V向副立井井底、主水泵房等低壓負荷及照明供電。采區變電所以單回10kV向6號煤移動變電站供電，以660V向6號煤軌道下山固定設備、6號煤掘進工作面供電。掘進工作面局部通風機供電采用“三專兩閉鎖”，即雙電源切換、專用開關、專用變壓器、專用線路和風電、瓦斯電閉鎖。井下用電設備電壓等級10kV，1140V，660V，照明電壓為127V。采區及井底車場電氣設備均選用礦用隔爆型，40kW以上的電動機采用礦用隔爆真空磁力起動器。照明變壓器綜合保護裝置選用ZBX型隔爆型照明變壓器綜合保護裝置。主變電所至各移動站干線電纜選用MYPTJ-8.7/10礦用移動屏蔽監視型橡套電纜，660V低壓配電系統電纜選用MYP-0.38/0.66型礦用橡套軟電纜。

　　四、井下照明、接地

　　1、照明

　　井底車場及機電硐室、變電所、采區變電所、主排水泵房、調度室、候車室、井下消防材料庫、運輸大巷、運輸順槽等巷道、硐室設固定照明。照明變壓器選用ZBX型礦用隔爆照明變壓器綜合裝置，照明電壓127V，照明燈具選用MBH11-18/127型礦用隔爆型節能熒光燈。綜合機械化采煤工作面照明燈具選用KBY-62-1型礦用自移支架燈。

　　2、接地

　　井下主排水泵房水倉中設主接地極，主接地極應在主、副水倉中各埋設一塊。主接地極應用耐腐蝕的鋼板制成，其面積不得小于0.75㎜2、厚度不得小于5㎜。井下中央變電所和各配電點及連接高壓動力電纜的金屬連接裝置均設局部接地極。局部接地極可設置于巷道水溝內或其他就近潮濕處。設置在水溝中的局部接地極應用面積不小于0.6m2、厚度不小于3㎜的鋼板或具有同等有效面積的鋼管制成，并應平放于水溝深處。設置在其他地點的局部接地極，可用直徑不小于35㎜、長度不小于1.5m的鋼管制成，管上應至少鉆20個直徑不小于5㎜的透孔，并垂直全部埋入底版；也可用直徑不小于22㎜、長度為1m的2根鋼管制成，每根管上應鉆10個直徑不小于5㎜的透孔，兩根鋼管相距不得小于5m，并聯后垂直埋入底版，垂直埋深不得小于0.75m。井下所有局部接地極和各電氣設備的保護接地裝置均通過電纜接地芯線及屏蔽層相互可靠聯接，并同主接地極相連，形成井下總接地網。接地網上任一保護接地點所測的接地電阻值均不超過2Ω；每一移動式和手持式電氣設備至局部接地極之間的保護接地用的電纜芯線和接地連接導線的電阻值不超過1Ω。

　　井下變電所低壓總開關和分開關及各配電點的低壓配電網絡開關均設有漏電保護，由地面直接入井的金屬管路等必須在井口處將金屬體作不少于兩處的可靠接地。

　　第六節監控及計算機管理

　　一、簡述

　　礦井整合后生產能力900kt/a，開采6號、9（9+10）煤，該礦屬低瓦斯礦井，煤塵有爆炸性，容易自燃煤層。目前火災、瓦斯、粉塵爆炸、水災等礦井災害對礦井安全造成的威脅。隨著科學技術的發展和生產的實際需求，礦井生產對安全提出了更新更高的要求。對煤礦這樣的生產型企業，既要解決煤礦生產過程中的安全問題，更多的掌握井下各種安全參數，防止各種危害事故的發生，又要掌握礦井生產狀況，依靠科學信息指揮生產，決策管理，實現安全生產管理科學化。當前煤炭企業正在走高產高效的道路來提高煤炭企業的綜合實力。實現礦井高產高效的一個重要手段就是建立一套使礦井管理人員能夠及時、準確、全面地掌握和了解安全、生產的綜合系統，做到對災情的早期預報、自動處理，避免事故發生，保證人身財產安全及礦井生產安全。為了確保礦井安全生產，對井下通風、瓦斯等環境參數、機電設備和供電系統等工況參數進行監測，同時在瓦斯超限時進行報警及斷電，安裝一套礦井安全生產監測監控系統是非常必要的。

　　二、安全生產監控系統選擇原則

　　1、設計選型以井下安全生產環境參數監控為主，并對地面、井下主要生產設備運行狀態進行監測。

　　2、設計選擇具有可靠性、先進性、擴展性、抗干擾性的設備，適應礦井延深、擴建、發展的可變性。

　　3、結合礦井實際情況，操作簡便，經濟適用。

　　該礦沒有配備安全生產監控系統，本設計選用KJ70N型安全生產監控系統，并嚴格按照《煤礦安全監控系統及檢測儀器使用管理規范》AQ1029-2007行業標準及《煤礦安全監控系統通用技術要求》AQ6201-2006的相關要求進行設備配置。

　　三、安全生產監控系統的功能

　　1、對井下生產環境安全參數連續監測監控，其環境安全參數主要有：瓦斯、風速、一氧化碳、溫度、煙霧、煤位、水位、主要風門及其他設備開閉狀態、通風機風硐負壓等。

　　2、對主要生產設備運行狀態連續監測，如：局部通風機、主排水泵、地面通風機等。

　　3、對供電狀態連續監測，地面變電所、井下主要配電點被控設備開關運行狀態進行連續監測。

　　4、井下裝備井下作業人員移動目標監測跟蹤系統。并接入礦井安全生產監控系統中。

　　5、主斜井膠帶機裝備礦井產量監測裝置，實時監測礦井實際產量，并接入礦井安全生產監控系統中。

　　6、井下膠帶機系統裝備綜合保護裝置，并接入礦井安全生產監控系統中。

　　四、監測監控系統配置

　　1、地面設安全生產監控中心站

　　中心站設在礦工業場地辦公樓內，站內設備配置：監控主機兩臺，互為備用，顯示器兩臺、打印機2臺、圖形工作站兩臺、服務器一臺、傳輸接口一臺、UPS不間斷電源一臺、雷擊保護裝置一臺、系統軟件一套。

　　2、傳輸系統

　　系統傳輸干線選擇礦用屏蔽四芯阻燃通信電纜，由地面中心站經副立井井筒敷設至井下各分站，電纜選型MHYA32-4×1/0.8型。井下巷道中干線電纜選型MHYBV-4×1/0.8型，支線選用MHYV-4×7/0.28型礦用阻燃通信電纜。

　　3、分站，KJ70N-F型，地面分站3臺，設置在地面生產系統1臺，地面變電所1臺，通風機房1臺；井下8臺，布置在井下主變電所1臺，9101回采工作面運輸順槽1臺，9102掘進工作面順槽1臺，6101回采工作面運輸順槽1臺，6102掘進工作面順槽1臺，井下采區變電所1臺，膠帶大巷膠帶機機頭1臺，回風立井井底測風站1臺。

　　4、傳感器布置

　　（1）瓦斯傳感器KGJ25型，布置在回采工作面及上隅角和采掘工作面回風巷、井底煤倉上口、井下總回風巷測風站等處。

　　在回采工作面上隅角設置瓦斯傳感器1個，回風順槽距采煤工作面≤于10m處設置瓦斯傳感器1個；在回風順槽距回風大巷10∽15m處設瓦斯傳感器一個；采煤機上裝設便攜式甲烷檢測報警儀1個。

　　在每個掘進工作面≤5m處設置瓦斯傳感器1個，在掘進工作面回風流中距回風大巷10至15m處設置瓦斯傳感器1個，在軌道大巷安設局部通風機并設置局部通風機開停傳感器、風筒開關傳感器各1個，掘進機上裝設便攜式甲烷檢測報警儀1個。

　　瓦斯傳感器應布置在巷道的上方，并應不影響人、車通行，安裝維護方便。瓦斯傳感器應垂直懸掛，距頂板(頂梁)不得大于300mm，距巷道側壁不得小于200mm。

　　主要瓦斯傳感器設置地點統計表見下表11-6-1：

　　表11-6-1主要瓦斯傳感器設置地點統計表

　　甲烷傳感器設置地點報警濃度斷電濃度復電濃度斷電范圍數量

　　采煤工作面上隅角≥1.0%CH4≥1.5%CH4工作面及回風巷全部

　　非本安電氣設備2

　　采煤工作面≥1.0%CH4≥1.5%CH4＜1.0%CH4工作面及回風巷全部

　　非本安電氣設備2

　　采煤工作面回風巷≥1.0%CH4≥1.0%CH4＜1.0%CH4工作面及回風巷全部

　　非本安電氣設備4

　　采煤機瓦斯報警儀≥1.0%CH42

　　煤巷、半煤巖巷和有瓦斯涌出巖巷的掘進工作面≥1.0%CH4≥1.5%CH4＜1.0%CH4掘進巷道內全部

　　非本安電氣設備1

　　煤巷、半煤巖巷和有瓦斯涌出巖巷的掘進

　　工作面回風流中≥1.0%CH4≥1.0%CH4＜1.0%CH4掘進巷道內全部

　　非本安電氣設備2

　　掘進機瓦斯報警儀≥1.0%CH42

　　回風巷及總回風巷≥0.7%CH41

　　（2）風速傳感器KGF2型，布置在測風站及通風機風硐中。

　　（3）風門傳感器CFK30-80型，布置在主要風門處。

　　（4）煙霧傳感器KGN2型，布置在井下膠帶運輸機的下風側10∽15m處。

　　（5）水位傳感器KG1017A型，布置在主排水泵房配水小井一個。

　　（6）一氧化碳傳感器KGA3型，布置在采煤工作面上隅角，工作面或工作面回風巷中，帶式輸送機滾筒下風側10∽15m處。

　　（7）溫度傳感器KGW5型，布置在采掘工作面回風巷及膠帶機機頭處，及井下機電硐室內。

　　（8）負壓傳感器KGY4型，布置在通風機風硐內。

　　（9）設備開停傳感器，KGT9型，布置在局扇、通風機及其他被監控設備。

　　（10）在井下配電點被控設備開關的負荷側設置GKT127-1140型饋電開關狀態傳感器。

　　（11）在局部通風機的風筒上，布置KGV6型風筒傳感器。

　　（12）煤位傳感器KGU5B型，布置在井底煤倉上口處。

　　地面、井下測控點共設傳感器129個，各類傳感器共備用59個。設置分站11個，各分站及各類傳感器設置地點見表11-6-2。

　　礦井安全生產監控系統配置見《礦井安全生產監測監控系統圖》及《測控點布置圖》C1128-274-01、C1128-274-02、C1128-274-03。

　　五、煤炭產量監控系統

　　礦井設計選用DT-KC2000產量監控系統，實時傳輸礦井產量情況，在主斜井膠帶機上配置型電子皮帶稱，由稱重器、測速傳感器積算器及稱重顯示器及通信接口組成，具有顯示打印、通信能力，并納入礦井安全生產監控系統中。

　　六、井下人員移動目標監控系統

　　為確保煤礦井下作業人員安全，自動檢測下井時間、路徑、作業地點等相關信息，該礦沒有配備井下人員考勤定位監控系統，設計選用KJ69型井下人員考勤定位監控系統。由地面監控室、傳輸系統、井下定位分站及無線信息采集設備組成。

　　地面監控室配置監控主機1臺，服各器1臺，數據傳輸接口1臺，打印機1臺，顯示器1臺，機房避雷器1臺，不間斷電源1臺，監控系統軟件1套。

　　地面至井下傳輸電纜采用四芯礦用阻燃通信電纜，井下主要巷道設置現場總線，在井口房、井底車場等候室、運輸大巷，井下采掘工作面作業點設置井下定位分站。

　　第七節礦井通信系統

　　一、概述

　　礦井生產能力900kt/a，礦井通信系統包括行政通信和生產調度通信。地面設通信交換機室，對礦井地面、井下各用戶進行行政、調度通信。礦井通信交換機中繼線與王和鎮電信局匯接，采用6芯光纜線，架空敷設線路長4km。

　　二、地面通信系統

　　1、設計選用KTJ-4H-128型礦用程控通信交換機，128門，行政、調度合一。通信交換機設置在辦公樓內。在辦公樓、任務交待室、礦燈房、地面變電所、主斜井井口房、副立井絞車房、主副井空氣加熱室、篩分車間、通風機房、鍋爐房、井下水處理站、二級加壓泵站、機修車間、坑木加工房、綜采設備庫、單身宿舍等設置電話機。用戶數80個，通信電纜采用HYA-0.4型市話通信電纜，敷設方式采用沿建筑物外墻掛設方式，至偏遠地點采用電桿架設方式。

　　2、無線通信系統

　　礦井設計選用1套KT23煤礦無線通訊系統，并通過專用接口接入生產調度通信系統。KT23煤礦無線通信系統由以下設備組成：KDW52礦用電源箱、KTW12無線中心控制器、KLT12礦用線路延伸器、KTW13礦用基站、KTW14礦用本安手機及其它線路設備。移動通信配置，對地面生產管理、消防、救護、運銷等，井下主要班組人員等專門調度人員及時快捷地通信聯絡。

　　三、井下通信

　　在井底車場硐室、井下主變電所、主排水泵房、回采工作面、掘進工作面、大巷膠帶機設置本安型電話機，通信電纜選用礦用阻燃型MHYA32-30×2×0.8型兩回沿主副井井筒敷設至副立井井底交接箱，再經分線盒引至各用戶，用戶數量18個。

　　四、井下主變電所與地面變電所設置直通電話

　　副立井井口房與井底等候室之間設直通電話。井下主排水泵房、井下主變電所、地面變電所，地面通風機房與礦調度室之間設直通電話。井底煤倉上口與井底煤倉下口設直通電話。礦井變電所至上一級變電所設專用的通信設施。

　　礦用通信系統見圖C1128-262-1。

　　五、礦井計算機管理系統

　　1、計算機管理系統功能

　　在礦井建立計算機管理信息系統，實現礦井辦公自動化：電子賬務、電子商務、電子郵件、網絡會議、人力資源管理、檔案管理、公文管理、信息數據庫等。組建礦井局域網，資源共享，為礦領導提供相關的信息查詢，便于礦領導預測、規劃和決策。

　　2、計算機管理系統構成

　　在礦辦公樓內設置計算機管理站，配置網絡服務器2套，網絡操作系統1套，系統軟件1套，打印機1臺，不間斷電源1臺。在礦領導和相關部門設置工作站20臺。

　　第十二章地面建筑

　　第一節設計原始資料和建筑材料

　　一、交通與氣象資料

　　1、山西金暉隆泰煤業有限公司工業場地位于山西省沁源縣王和鎮鐵水溝村東。本場地至王和鎮約5km，即與汾-屯公路接運，汾-屯公路全程為瀝青質路面，沿汾-屯公路向北約32km，即到達平遙縣城，與大運公路接運，交通較為方便

　　2、本區屬大陸性氣候，根據沁源縣氣象臺觀測記錄，本區7、8、9三個月為雨季，年降水量最小為463.3mm（1972年），最大為861.6mm（1975年），蒸發量最小為1306.7mm（1983年），最大1609.6mm（1972年），蒸發量大于降水量。冬春兩季雨雪較少，夏末秋初雨量較大。一月份氣溫最低，平均為-6.5℃，七月份氣溫最高，為37℃～38℃，年平均氣溫18.7℃。十一月份開始結冰，次年三月份解凍，最大凍土深度為750mm。本區夏季多東南風，冬春季多西北風，最大風速16m/s。

　　二、工程地質與地震資料

　　本場地所在井田地處太岳山區，地表為山區侵蝕地貌，溝谷縱橫，局部有基巖出露，山頂、山脊大面積被黃土覆蓋，植被不發育，地形十分復雜。本場地地貌屬于弱侵蝕的中-低山區，場地西北高而東南低，呈多級臺階狀向東南方向傾斜。場地地面相對高程介于1431.30m～1459.55m，最大高差約28.25m。

　　1、地層及巖土工程特性

　　根據鉆孔揭露情況，本場地地表分布有表土和人工填矸（Q4ml），上部為第四系全新統沖積的粉質粘土（Q4al），下部為上更新統沖、坡積的粉質粘土（Q3al+dl）及二疊系（P）的強風化砂巖。各地基土層分布情況和巖土特征如下:

　　①填矸（Q4ml）：灰－黑色,土質不均勻，稍密，稍濕，主要為煤矸石及爐灰。本層主要分布于場地西南角之擬建的鍋爐房及儲煤場附近，層厚2.80～6.80m，層底埋深2.80～6.80m，層底標高介于1425.33～1433.15m。

　　②黃土狀粉質粘土（Q4al）：褐黃色,土質均勻，具少量針狀孔，局部含有少量氧化鐵斑點，稍濕－濕，堅硬－硬塑，具中等壓縮性，標準貫入擊數平均值8.6擊。本層在場地內普遍分布，層厚1.40～9.50m，層底埋深1.40～9.50m，層底標高介于1428.01～1447.88m。

　　③粉質粘土（Q3al+dl）：黃褐－灰色土質均勻，局部含有少量氧化鐵斑點，偶見少量砂巖顆粒，飽和，可塑－軟塑，具中等壓縮性，標準貫入擊數平均值9.2擊。本層在場地內普遍分布，層厚1.40～12.0m，層底埋深3.80～13.10m，層底標高介于1421.23～1446.41m。在26、27號孔③層的底部夾薄層圓礫。

　　④強風化砂巖（P）：黃褐-灰黃色，主要成分為石英及長石，泥質膠結，層理構造，板狀結構，節理裂隙發育，強風化。該層巖石破碎，回轉鉆進較易，該層在場地內普遍分布，本次勘察未見底，最大揭露厚度3.20m。

　　2、地基土濕陷性評價

　　本場地僅個別孔的個別土樣室內土工試驗指標反映此層具濕陷性，且分布深度均位于基礎底面以上，故本場地設計時可按非濕陷性黃土場地考慮。

　　3、地下水、地基土腐蝕性評價

　　地基土對混凝土結構、鋼筋混凝土結構中鋼筋、鋼結構均不具腐蝕性；地下水對混凝土結構、鋼筋混凝土結構中鋼筋不具腐蝕性，對鋼結構具有弱腐蝕性。

　　據水文氣象資料，本地區屬季節性凍土區，標準凍深為0.7m。本場地地下水埋深在0.70m～12.20m。

　　4、建筑場地類別

　　根據《建筑抗震設計規范》(GB50011-2001)（2008版）,本場地劃為可進行工程建設的一般地段。按《建筑抗震設計規范》(GB50011─2001)表4.1.3及地區經驗，場地土類型為中軟土，土層的等效剪切波速介于140m/s～250m/s之間，場地覆蓋層厚度在3m～50m之間，據此確定本工程的建筑場地類別為Ⅱ類。

　　5、地基土層地震液化評價

　　在抗震設防烈度7度條件下，初步判別為不液化或可不考慮液化的影響，故設計時可不考慮地震條件下地基土慮液化的影響。

　　6、場地設防烈度及地震動參數

　　據山西省頒發的《山西省地震基本裂度表》,本區抗震設防烈度為7度，設計基本地震加速度0.15g。地震動反應譜特征周期為0.35s。

　　三、建筑材料

　　主要建筑材料：基礎墊層采用C15砼，現澆結構采用C25～C30砼、防水砼；鋼筋采用HPB235（φ）、HRB335（φ）；鋼結構鋼材采用Q235、Q345。當地可提供砂、石、磚等；在滿足建筑、結構要求的前提下，建筑材料的選用，盡量做到就地取材，減少外地購入的運輸成本。

　　四、現場施工條件

　　本次設計施工質量控制等級按照B級考慮，要求施工單位具備相應施工資質，制度基本健全、具有筒倉滑模、吊裝大型構件及鋼結構現場拼裝、焊接、吊裝的能力；應有非施工方質量監督人員間斷地到現場進行質量控制；施工方有在崗專業技術管理人員，并持證上崗；工人中高級、中級工不少于70％。

　　第二節工業建筑物與構筑物

　　一、設計原則

　　建筑設計必須全面貫徹適用、安全、經濟、美觀的方針。建筑平面布局及空間高度，首先滿足工藝布置，同時符合防火、抗震、采光、通風等要求。對建筑物立面及室內外裝修，統籌考慮，使整個工業場區擁有統一協調的建筑風格，建筑體型、平面、立面及材料選擇有利于節能。在結構設計方面，以技術先進、安全可靠為原則，同時考慮施工簡便。結構類型根據生產重要性、耐久性、使用要求，結合材料來源和施工條件，經技術經濟比較后合理選擇。除現澆混凝土和混合結構外，采用鋼結構，鋼構件盡量選用型鋼，做到構件類型較少，形式統一，為加快建筑速度，縮短土建施工工期創造條件。棧橋等建筑物盡量少開窗，以采光面積控制。框架結構的圍護結構，盡量采用輕質材料的填充墻，以減輕結構的自重荷載。按照《煤炭工業礦井設計規范》（GB50215-2005）及《建筑設計防火規范》（GB50016-2006），本礦井地面主要建構筑物的生產類別分別為丙類、丁類、茂類，耐火等級分別為二、三級。外墻面：水泥砂漿抹面，噴外墻涂料。內墻面：噴大白漿（加膠兩遍）。一般廠房屋面采用擠塑聚苯板保溫及SBS卷材防水，排水坡度為2％，門窗采用木門塑鋼窗等。

　　二、結構設計

　　根據生產系統中各建（構）筑物的具體情況和工藝要求，力求經濟合理，便于施工，同時結合當地的實際情況，就地取材，以求降低工程造價，對新建的建（構）筑物分別采用常用的磚混結構、鋼混框架結構、鋼結構等，各建（構）筑物結構特征表詳見表12-2-1主要建（構）筑物一覽表。

　　1、筒倉：直徑18米圓筒倉2座，檐高39m。筒倉采用鋼筋混凝土圓筒倉結構，鋼筋混凝土基礎。倉上建筑采用鋼筋混凝土框架結構，屋面為鋼筋砼保溫屋面。

　　2、主井井口房：鋼筋混凝土框架結構，基礎為鋼筋混凝土獨立基礎。軸線尺寸44*12.5m，檐高H=7m。

　　3、棧橋：棧橋根據建設高度，采用框架結構或鋼結構，鋼筋混凝土獨立基礎，維護結構采用保溫夾芯彩鋼板。

　　三、新結構、新材料及標準、通用設計的采用

　　設計應根據地面生產系統的特點和要求，有針對性的采用山西省05系列建筑標準圖集和國家建筑標準圖集中的標準構件，增加新結構和新材料的應用范圍。同時貫徹國家節約能源，環境保護的法規政策，根據節能設計標準、規范并結合本礦的實際情況，在建筑節能保溫方面采取以下措施：

　　根據山西省工程建設地方標準DBJ04-241-2006《公共建筑節能設計標準》中表3.2.1中規定，該礦所在地為寒冷地區，另外根據《民用建筑節能設計標準》（采暖居住建筑部分）JGJ26-95、《公共建筑節能設計標準》GB50189-2005、《全國民用建筑工程設計技術措施節能專篇》—建筑、《山西省建筑節能設計標準》（2006年）的相關要求，居住建筑外墻傳熱系數限值K≤0.50（低于4層K≤0.35）；屋面傳熱系數限值K≤0.45（低于4層K≤0.35）。公共建筑外墻傳熱系數限值K≤0.45；屋面傳熱系數限值K≤0.35。

　　1.建筑平面的布置和設計，充分利用冬季日照并避開冬季主導風向，利用夏季涼爽時段的自然通風。建筑的主要朝向選擇南北向或接近南北向，主要房間避免夏季受東、西向日曬。

　　2.在建筑周圍種植樹木、植被，有效阻擋風沙，凈化空氣，同時起到遮陽、降噪的效果。

　　3.根據本礦井所在地區的氣候特點，建筑單體的體形設計采用緊湊的體形，縮小體形系數，從而減少熱損失。當體形系數不能滿足相關設計規范的要求時，調整外墻和屋面等圍護結構的傳熱系數，使建筑物的耗熱量指標達到規定的要求。

　　4.結構類型為磚砌體和鋼筋混凝土框排架的建筑外墻采用外保溫構造，盡量減少混凝土出挑構件及附墻部件，當有混凝土出挑構件及附墻部件時采取隔墻熱橋或保溫措施。墻體和屋面保溫材料均為擠塑聚苯板。外墻采用370厚承重空心磚墻時，保溫材料選用40厚擠塑聚苯板；外墻采用240厚非承重空心磚墻時，保溫材料選用45厚擠塑聚苯板保溫層。屋面保溫材料選用1:100水泥珍珠巖。

　　5.結構類型為鋼結構的建筑物，外墻和屋面圍護結構皆采用巖棉夾芯板（復合壓型鋼板），厚度為100。

　　6.采暖建筑與室外空氣接觸的樓面均采取保溫措施。

　　7.門窗、墻幕的保溫密閉性能嚴格執行《公共建筑節能設計標準》GB50189-2005、《民用建筑節能設計標準》（采暖居住建筑部分）JGJ26-95的相關要求。根據建筑物的體形系數和窗墻面積比采用不同系列的塑鋼、斷熱鋁合金框料，框料的大小和玻璃類別及厚度按節能計算確定。幕墻非透明部分和窗坎墻部分，充分利用幕墻面板背后的空間采用巖棉進行保溫和防火封堵，以滿足墻體的保溫隔熱、防火要求并防止結露。

　　8.建筑入口處設防寒門斗

　　通過采取上述措施，實現居住、公共建筑物在保證相同的室內環境參數條件下，與未采取節能措施前相比，達到全年采暖、通風空氣調節的總能耗減少50%。

　　四、主要建（構）筑物的抗震設防等級及抗震措施

　　根據中華人民共和國國家標準《建筑抗震設防分類標準》（GB50223-2008）、《建筑抗震設計規范》（GB50011-2001）局部修訂版中規定，采煤生產建筑中，礦井的提升、通風、供電、供水、通信和瓦斯排放系統，抗震設防類別應劃為重點設防類，簡稱乙類，應按高于本地區抗震設防烈度一度的要求加強其抗震措施。本工程場區設防烈度為7度，本次設計中主副井提升機室、天輪架、通風機配電間等建筑按8度設防加強抗震措施。主要抗震措施有：

　　1、砌體結構按規定設置鋼筋混凝土圈梁和構造柱、芯柱，混凝土樓、屋蓋采用現澆混凝土板。

　　2、結構構件要符合下列要求：

　　1）砌體結構按規定設置鋼筋混凝土圈梁和構造柱、芯柱，或采用配筋砌體等。

　　2）混凝土結構構件控制截面尺寸和縱向受力鋼筋與箍筋的設置，防止剪切破壞先于彎曲破壞、混凝土的壓潰先于鋼筋的屈服、鋼筋的錨固破壞先于構件破壞。

　　3）鋼結構構件避免局部失穩或整個構件失穩。

　　4）多、高層的混凝土樓、屋蓋優先采用現澆混凝土板。

　　3、結構材料性能指標，要符合下列最低要求：

　　1）砌體結構材料要符合下列規定：

　　（1）燒結普通磚和燒結多孔磚的強度等級不低于MU10，其砌筑砂漿強度等級不低于M5；

　　（2）混凝土小型空心砌塊的強度等級不低于MU7.5，其砌筑砂漿強度等級不低于M7.5。

　　2）混凝土結構材料應符合下列規定：

　　（1）混凝土的強度等級，框支梁、框支柱及抗震等級為一級的框架梁、柱、節點核芯區，不低于C30；構造柱、芯柱、圈梁及其它各類構件不低于C20；

　　（3）抗震等級為一、二級的框架結構，其縱向受力鋼筋采用普通鋼筋時，鋼筋的抗拉強度實測值與屈服強度實測值的比值不小于1.25；鋼筋的屈服強度實測值與強度標準值的比值不大于1.3；且鋼筋在最大拉力下的總伸長率實測值不小于9%。

　　3）鋼結構的鋼材應符合下列規定：

　　（1）鋼材的屈服強度實測值與抗拉強度實測值的比值不大于0.85；

　　（2）鋼材要有明顯的屈服臺階，且伸長率不應小于20%；

　　（3）鋼材要有良好的焊接性和合格的沖擊韌性。

　　五、礦井新增工業建筑物及構筑物總面積、總體積

　　建（構）筑物總平面為：4792m2；

　　建（構）筑物總體積為：55250m3。

　　各建（構）物結構特征表詳見表12-2-1。

　　第三節行政、生活福利建筑

　　一、行政、生活福利建筑面積

　　礦井為兼并重組礦，工業場地行政、公共建筑部分利用現有，部分新建，礦井生產能力0.9MT/a原煤生產在籍人數545人，全礦職工在籍人數為593人，依據《煤炭工業設計規范》指標可計算出各項建筑面積，行政生活福利建筑面積。

　　礦井新建行政、生活福利建筑總面積：9836.87m2

　　礦井新建行政、生活福利建筑總體積：33037.20m2；

　　行政、公共建筑面積表詳見表12-3-1。

　　各建（構）筑物結構特征表詳見表12-3-2。

　　二、井口浴室設備數量統計（見浴室設備數量表）

　　1、入浴人數

　　總入浴人數按原煤生產最大班出勤人數的1.35倍計算，女職工入浴人數按入浴人數的10％計算：

　　入浴總人數為106×1.35＝143.1＝144人

　　其中：男職工144×90％＝130人

　　女職工144×10％＝14人

　　2、入浴方式

　　男職工淋浴和池浴各占50％；女職工全部按淋浴考慮

　　男職工淋浴池浴人數各為130×50％＝65人

　　女職工淋浴人數14人

　　3、浴池面積

　　浴池面積每職工0.2m2計算

　　浴池面積為0.2m2×65＝13m2

　　4、淋浴器計算

　　男職工池浴每20人一個，淋浴每5人一個

　　65/20+65/5=16.25＝17個

　　女職工每4人一個，14/4＝4個

　　5、洗臉盆

　　入浴總人數每30人一個

　　男職工臉盆130/30＝4.3＝5個

　　女職工臉盆14/30＝0.47＝1個

　　6、更衣柜

　　井下工人每人2柜；地面工人和管理人員，一半每人2柜，一半每人1柜，女職工占管理人員5％，地面工人中10％為女工，另留按設計衣柜數增30％的備用位置。

　　男女更衣柜：〔（305+27+15）×2+（27+15）×1〕×1.30＝956.8＝957個

　　其中：女職工更衣柜：（30×0.05+54×0.1）×1.5×1.30＝13.5個＝14個

　　男更衣柜：957－14＝943個

　　三、礦燈房及自救器室

　　礦燈按集中管理方式設計，根據《煤炭工業礦井設計規范》（GB50215-2005）13.3.1建筑面積指標及其對應條文說明，適當增加礦燈維護保養和外來人員備用量的比例，按原煤生產人員在籍人數的1.5倍進行配備，共配備礦燈818盞。按每礦燈架存燈102盞計，共需配備礦燈架8架。

　　自救器按集中管理方式設計，集中存放在礦燈房內，共配備818個。礦燈房通風采用自然通風與機械通風相結合的方式，地面采用耐酸瓷磚地面。

　　表12-3-3浴室設備數量表

　　序號項目名稱單位計算數量采用數量備注

　　1男浴池凈面積m21313

　　2男淋浴器數個1717

　　3女淋浴器數個44

　　4男更衣柜個943943

　　5女更衣柜個1414

　　6洗臉盆個6男5、女1

　　7蹲便器個3男2、女1

　　四、礦井主要行政、公共建筑物

　　地面建筑設計全面貫徹適用、安全、經濟、美觀的方針，在滿足工藝要求的前提下，本著安全、經濟、適用的原則，盡可能做到設計合理，施工簡單，使用方便，并考慮抗震、防火要求及采光、通風等因素進行設計。

　　第十三章給排水

　　第一節給水

　　一、給水范圍及設計依據

　　(一)給水范圍

　　礦井供水范圍為：工業場地生產、生活、地面消防用水、井下消防及井下降塵灑水。

　　(二)設計依據

　　1.《煤炭工業礦井設計規范》(GB50215-2005)。18.76

　　2.《煤炭工業給排水設計規范》(MT/T5014-96)。

　　3.《煤礦安全規程》(2006版)。

　　4.《建筑設計防火規范》(GB50016-2006)。

　　5.《煤礦井下消防、灑水設計規范》(GB50383-2006)。

　　6.《室外給水設計規范》(GB50013-2006)。

　　7.《室外排水設計規范》(GB50014-2006)。

　　8.《建筑給水排水設計規范》(GB50015-2003)。

　　9.《生活飲用水衛生標準》(GB5749-2006)。

　　10.《生活雜用水水質標準》(GJ25.1-89)。

　　11.相關專業提供的資料。

　　12.《設計委托書》。

　　二、用水量

　　該礦最大日用水量為1549.90m3/d，其中：礦井工業場地生產、生活日用水量為257.55m3/d，井下降塵灑水日用水量為640.75m3/d，地面消防用水量為432.00m3/次，井下消防用水量為219.60m3/次。各部分用水量詳見表13-1-1、13-1-2，水平衡見圖13-1。

　　表13-1-1礦井用水量統計表

　　順

　　序用水項目用水人數(人)用水標準用水量備注

　　一

　　晝

　　夜最

　　大

　　班最大日用水量(m3/d)小時不平衡系數最大小時用水量(m3/h)

　　一礦井工業場地生產、生活用水

　　1職工生活用水37810640L/人·班15.122.54.73用水時間為8h

　　2食堂用水37810625L/人·餐18.901.52.36每日兩餐用水12h

　　3淋浴用水淋浴器16只540L/只34.561.08.641h/班

　　4池浴用水池浴面積10m2水深0.7m28.007.001h/班

　　5洗衣房用水372kg干衣80L/kg29.761.53.72用水時間為12h

　　6鍋爐補充用水循環水量20%24.202.02用水時間為16h

　　7廠區綠化灑水1.5L/m2·次43.6010.91次/d，4h/次

　　8儲煤場灑水1.5L/m2·次40.006.673次/d，2h/次

　　9小計234.1446.04

　　10未預見用水10%23.411.95

　　合計257.5547.99

　　二井下降、除塵灑水640.7553.40用水時間為12h

　　一、二項合計898.30101.39

　　三消防用水

　　1地面消防用水

　　(1)室內108.0054.00火災延續2h

　　(2)室外432.0072.00火災延續6h

　　地面消防用水小計432.00126.0

　　2井下消防用水

　　(1)井下消火栓用水7.5L/s162.0027.00火災延續6h

　　(2)自動噴水滅火系統保護巷道長度15m8L/min·m257.6028.80火災延續2h

　　井下消防用水小計219.6055.80

　　消防用水合計651.60

　　總計1549.90283.19

　　表13-1-2井下降、除塵用水量計算表

　　序號用水項目用水量(L/min)用水時間

　　(h)水壓

　　(MPa)用水量

　　(m3/d)備注

　　1采煤機150124.0-7.0216.0N=2×315kW

　　2轉載點噴霧15.0101.0-3.045.05處

　　3溜煤眼噴霧15.0121.0-3.010.8

　　4移支架噴霧2.0101.0-3.024.020m2

　　5掘進噴霧80101.0-3.024.02

　　6煤電鉆5.08大于0.26.0

　　7運輸、回風大巷噴霧2.4n18-241.0-3.051.84

　　8采區噴霧2.4n161.0-3.027.7

　　9給水栓20n30.3-0.525.2

　　10煤層注水20-35L/t16-1881.82取30L/t

　　11沖洗巷道給水栓DN2524-366-80.3-0.518.0

　　12裝煤前灑水及沖洗18-301-20.2-0.43.6

　　小計533.96

　　合計富余系數為1..2640.75

　　三、水源選擇

　　1．地面生產、生活供水水源

　　經現場調研，目前礦井地面生產、生活用水取自淺層水，水量不能滿足用水要求，根據地質報告，礦井奧陶系石灰巖含水層，含水性好，水量豐富，礦井資源重組后擬新打一深水井，通過深井泵提升至地面高位水池，可作為本礦井地面生產、生活供水可靠的供水水源。

　　2．井下供水水源

　　礦井正常涌水量為45m3/h，最大涌水量為72m3/h。涌水排出地面后，經凈化處理后，水質指標為：SS含量10mg/L＜30mg/L，懸浮物粒徑0.15mm＜0.3mm，PH=7.3(6.5～8.5)，每100mL水樣中未檢出總大腸菌群和糞大腸菌群，水質符合井下防塵灑水用水水質標準，可作為井下消防、灑水及井下各用水設施用水水源。

　　3．用水量分配

　　根據礦井用水水質特點，井下排水處理后，復用于井下，多余部分可用于儲煤場灑水、廠區綠化灑水等。礦井工業生產、生活用水水量、水質要求及水量分配見表13-1-3。

　　表13-1-3用水量分配表

　　序號給水項目用水量(m3/d)備注

　　一地面生產、生活

　　1職工生活用水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鍋爐補充用水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未預見用水23.41取自地面高位水池

　　9合計605.95取自地面高位水池

　　二井下消防灑水及其它用水

　　1井下降塵灑水640.75取用處理后的井下排水

　　2儲煤場灑水40.00取用處理后的井下排水

　　3廠區綠化灑水43.60取用處理后的井下排水

　　4井下消防用水162.00取用處理后的井下排水

　　5井下自動噴水滅火用水57.60取用處理后的井下排水

　　6合計943.95

　　總計1549.90

　　四、給水系統

　　礦井地面生產、生活及消防及綠化與井下消防、降塵灑水采用分質系統，礦井地面生產、生活用水水源由本礦自備深水井供給；井下消防、降塵灑水及綠化采用處理后的井下排水。

　　根據水源和用水水質、用水條件的不同，供水系統分為三個：

　　(一)工業場地生活供水及地面消防給水系統

　　1.工業場地生產、生活給水由本礦深水井供給，深井水通過深井泵提升至地面高位水池，高位水池的水通過靜壓供給地面各生活用水點。系統供水壓力為0.15～0.3MPa，流程如下：

　　深水井→高位水池→供水管網→工業場地用戶。

　　2．地面消防給水系統，地面消防采用臨時高壓制，發生火災時，消防水量及水壓由設在加壓泵房內的消防泵供給，供水壓力為0.6MPa。地面給水管網采用環狀布置。

　　消防水量取自高位水池，地面建筑物同一時間發生火災次數按一次考慮，工業場地消防總用水量為35L/s，其中室內消防用水量為15L/s，火災延續時間為2h，室外消防用水量為20L/s，火災延續時間為6h，一次消防水量為432m3。

　　(二)工業場地地面降塵灑水、綠化及儲煤場降塵給水系統

　　礦井工業場地地面降塵灑水、綠化及儲煤場降塵給水由處理后的井下水通過靜壓灑水池供給。

　　(三)井下消防及井下降塵灑水系統

　　1．井下消防灑水給水系統

　　井下排水提升至地面井下水處理站的調節池(V=240m3)，由提升泵送至凈化器，經混凝、沉淀、過濾、消毒后，進入地面靜壓清水池(V=500m3，井下消防和降塵灑水合用)。處理后水質：SS含量15mg/L＜30mg/L，懸浮物粒徑0.2mm＜0.3mm，PH=7.3(6.5～8.5)，每100mL水樣中未檢出總大腸菌群和糞大腸菌群，水質符合井下防塵灑水用水水質標準，通過管道從主斜井引入井下，供井下消防、降塵灑水及井下各用水設施用。

　　2．井下消防灑水給水系統流程

　　系統流程如下：

　　混凝劑消毒

　　↓↓

　　井下排水→調節池→凈水器→清水池→主斜井→井下消防灑水

　　(四)給水管網

　　地面給水管網采用枝狀布置，當管徑大于(或等于)100mm時，采用給水鑄鐵管，石棉水泥接口；當管徑小于100mm時，采用鍍鋅鋼管，焊接或絲接。管道均直埋入凍土以下。

　　五、供水建構筑物布置及設備選型

　　(一)工業場地供水主要構筑物及設備選型

　　1．深水井1眼：D=325mmH=560m(新建)

　　2．深井泵1臺：型號：250QJ50-800Q=50m3/h(電機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臺：型號：XBD5.7/30-(Ⅰ)100×3(1備1用)Q=108m3/hH=57m(電機30kW)

　　(二)工業場地地面降塵灑水、綠化及儲煤場降塵給水系統

　　1．靜壓清水池1座：V=500m3(18m×6m×5m)(新建)

　　(三)井下消防灑水給水系統(包括井下水處理站)

　　1．調節池1座：V=240m3(新建)

　　2．井下水處理車間1座：V=12.0m×9.0m×4.5m，(建在調節池上)內設有以下設備：

　　1)提升泵2臺：型號：WQ80-40-11(1備1用)Q=80m3/hH=40m(電機11kW)

　　2)機械過濾器2臺：型號：FC02-360產水量40～80m3/h

　　3)不銹鋼微濾過濾器2臺：型號：FC01-105-60產水量40～80m3/h

　　4)反沖泵2臺：型號：WQ100-22-15(1備1用)Q=100m3/hH=22m(電機15kW)

　　5)藥液攪拌器1臺：型號：FJ-0.5(電機1.1kW)

　　6)靜壓清水池1座：V=500m3(18m×6m×5m)(新建)

　　第二節排水

　　一、排水源、排水量

　　1．排水源

　　礦井排水主要來自井下涌水及礦井工業場地生產、生活污廢水。

　　2．排水量

　　1）井下排水

　　礦井正常涌水量為45m3/d，最大涌水量為72m3/d，經凈化處理，部分回用于井下，其余部分全部回用于地面防塵、綠化及生產用水，不外排。

　　2）生活污水

　　工業場地生產、生活污廢水排放量156.56m3/d。

　　排水量詳見表13-2-1。

　　表13-2-1礦井排水量表

　　序號排水項目排水量(m3/d)備注

　　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鍋爐房排水21.78

　　6其它排水21.07

　　生活污水排水合計156.56全部回用

　　二井下排水

　　1井下排水65(最大249)全部回用

　　外排量合計0(最大0)

　　二、污水處理系統

　　(一)生活污水處理系統

　　生活污水水質SS：70mg/L，BOD5：26.33mg/L，COD：125.33mg/L。處理工藝為：食堂排水經隔油池處理、浴室廢水經毛發聚集器處理后匯入生活污水管道，集中排入本礦井生活區的地埋式污水處理站，處理工藝采用二級生化處理工藝，經接觸氧化、沉淀、生物降解和消毒處理后，達到二級排放標準。

　　食堂廢水→隔油池→生活污水管道→生活區污水處理站

　　浴室廢水→毛發聚集器→生活污水管道→生活區污水處理站

　　污水管網采用排水鑄鐵管或鋼筋砼管，DN≤200mm，采用排水鑄鐵管；DN＞200mm采用鋼筋砼管；管道采用直接埋地敷設，埋設深度不小于0.75m。

　　(二)生活污水處理站構筑物及設備選型：

　　生活廢水處理站主要設施有調節、沉砂沉淀池1座，地埋式污水處理設備一套，型號為：WSZ-F-10，單臺處理能力10m3/h。處理效率：COD70％、BOD575％、SS80％。生活污水經處理后回用于地面防塵及綠化，不外排。

　　水處理建(構)筑物及設備：

　　①調節池1座：V=30m3(矩形鋼筋砼，V=3.0m×4.0m×4.2m)

　　②風機房1座：V=3.0m×3.0m×3.0m，內有曝氣風機2臺，型號為HC-601S(1備1用)Q=2.24m3/minH=0.4KPa(電機2kW)

　　③生活污水處理車間1座：V=9m×6m×4.5m，內設有以下設備：

　　a.潛污泵2臺：型號：50WQ/C240-0.75(1備1用)Q=20m3/hH=8m(電機0.75kW)

　　b.控制柜1臺(配套)

　　④地埋式污水處理設備1臺：型號：WSZ-F-10，處理能力為10m3/h。

　　處理后水質指標SS≤70mg/L、BOD5≤30mg/L、CODCr≤100mg/L。

　　第三節室內給排水

　　浴室內設有池浴和淋浴，采用單管淋浴系統；淋浴和浴池用熱水均由熱交換器加熱，熱水均加熱至40℃，加熱時間均為2h。管道均采用鍍鋅鋼管。

　　室內生活污水、生產廢水自流外排，地下室排水采用集水坑及污水泵提升排至時外，以防倒流。

　　給水、熱水管道采用熱浸鍍鋅鋼管，絲扣連接；排水管道采用排水PVC管道，膠粘連接。

　　第四節消防及灑水

　　一、地面消防

　　1．地面消防系統

　　工業場地地面消防給水由高位水池供給。消防流量為35L/s，其中室內消防用水量為15L/s，室外消防用水量為20L/s，室內火災延續時間為2h，室外火災延續時間為6h，一次消防用水量為432m3,消防用水儲存在地面高位水池內，消防用水補充時間為24h。

　　消防采用臨時高壓制,發生火災時開啟設在水泵房內的消防泵，來滿足滅火時的水量、水壓。

　　消防管道成環狀布置。室外消火栓采用地下式。消火栓間距不大于60m。

　　2．消防設施的選定

　　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臺：型號：XBD5.7/30-(Ⅰ)100×3(1備1用)Q=108m3/hH=57m(電機30kW)

　　二、井下消防灑水

　　1．水源及水壓

　　井下消防、灑水采用合流制系統，水源來自處理后的井下排水，水質符合井下消防灑水水質標準，供水由地面靜壓清水池供給，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，消火栓的靜壓不得大于1.0MPa，出口壓力不得大于0.5MPa，所以，給水在井底經減壓閥減壓后，送至各消防灑水用水點。

　　井下消火栓及消防支管出口壓力一般為0.4MPa，井下其它各用水設施出口壓力大于1.0MPa的采用動壓給水。

　　2．管道敷設方式

　　井下消防灑水管道采用枝狀管網，管材采用無縫鋼管，法蘭或卡套式連接，管道敷設在巷道側壁上或用支墩沿底板敷設。

　　在帶式輸送機巷道每隔50m，其它巷道每隔100m設置一個DN50的支管和閥門，閥門后裝快速管接頭，作用有二，其一作消防用，其二作沖洗巷道用。

　　3．井下消火栓布置的原則

　　井下消防流量按7.5L/s計，每個消火栓流量按2.5L/s計。一次消防用水量為432m3。

　　1)采區巷道口、掘進巷道迎頭及膠帶輸送機機頭15m以內；

　　2)主變電所、采區變電所、消防材料庫等入口15m以內；

　　3)回采工作面進、回風巷口15m以內；

　　4)井底車場、膠帶輸送機大巷每隔50m；

　　5)其余巷道每隔100m。

　　4．在膠帶輸送機機頭處設固定滅火裝置即：自動噴水滅火系統。

　　5．井下防塵灑水

　　1)給水栓的設置

　　在下列部位設置相應規格的給水栓：

　　①設有供水管道的各條大巷及順槽每隔100m應設置一個規格為DN25的給水栓；

　　②掘進巷道中巖巷每100m、煤巷每50m設置一個規格為DN25的給水栓；

　　③溜煤眼、轉載點等需要沖洗巷道的位置。

　　2)噴霧裝置的設置

　　在下列部位設置噴霧裝置：

　　①在井下采掘工作面的采煤機、掘進機截割部、放頂煤工作面放煤口、液壓支架產塵源、破碎機等處，必須設置噴霧防塵裝置；

　　②在運輸系統中的煤倉、溜煤眼、裝車機、膠帶輸送機、刮板輸送機、轉載機等的轉載點上，必須設置噴霧防塵裝置。

　　(3)風流凈化水幕的設置

　　在下列地點設置風流凈化水幕：

　　①采煤工作面進回風順槽靠近大巷出口30m內；

　　②掘進工作面距迎頭50m內；

　　③裝煤點下風方向15～25m處；

　　④膠帶輸送機巷道、刮板輸送機順槽及巷道；

　　⑤采區回風巷及承擔運煤的進風巷；

　　⑥回風大巷、承擔運煤的進風大巷。

　　6．管道規格及管材選用

　　1)井下消防、灑水管道采用無縫鋼管，法蘭或卡套式連接，管道沿巷道側壁敷設或設支墩沿地板敷設。

　　2)由靜壓清水池進入主斜井的管道管徑為D108×4.5，膠帶運輸大巷的管徑為D89×3.5、軌道和回風大巷的管徑均為D76×3.5，工作面：運輸順槽的管徑為D57×3.5，回風順槽的管徑為D57×3.5。

　　第十四章采暖、通風及供熱

　　第一節采暖與通風

　　一、室外氣象參數

　　采暖室外計算溫度：-13℃

　　極端最低溫度平均值：-23.3℃

　　二、采暖

　　生產系統、工業廠房及行政福利建筑，凡有操作人員或設備要求防凍的建筑物均設置采暖。生產系統及工業廠房各建筑物采暖，行政福利建筑采暖熱媒均為95～70℃的熱水；散熱器選用輻射對流型散熱器，熱水管道采用焊接鋼管。

　　三、通風

　　對產生大量余濕、余熱及有害氣體的建筑物：如浴室、燈房、食堂、變電所等建筑物應設置軸流風機進行機械通風，其它如機修車間等一般廠房利用天窗、側窗或筒型風帽進行自然通風換氣。

　　四、浴室供熱及設備

　　淋浴和浴池用熱水均由熱交換器加熱，熱水均加熱至40oC，加熱時間均為2h。浴室耗熱量為383100W。

　　五、洗衣房設備選型

　　洗衣房洗衣量：45.5kg/h，選用2臺XGQ-25型全自動洗滌脫水兩用機。

　　六、食堂供熱及制冷

　　1．食堂用熱水由鍋爐房內的熱水鍋爐供給。

　　2．在食堂儲藏室內設有2臺A-3型冷藏柜，每臺V=3m3。

　　七、建筑物耗熱量

　　各建筑物采暖耗熱量見表14-1-1。

　　表14-1-1采暖建筑物耗熱量計算表tw=－13℃

　　序號建筑物名稱室內計算溫度

　　(℃)建筑物

　　體積(m3)采暖熱指標(W/m3.K)室內外溫度差(℃)耗熱量(104W)

　　采

　　暖通

　　風供

　　熱合

　　計

　　一工業場地生產系統

　　1主井井口房151179.41.5284.954.95

　　2副井井口房152009.81.5288.448.44

　　3入篩膠帶機走廊8979.92.7215.565.56

　　4上倉膠帶機走廊8785.41.8212.972.97

　　5選矸樓153237.51.52813.6013.60

　　6驅動裝置間152987.71.52812.5512.55

　　7井下水處理車間164862.2293.103.10

　　8變電所1832403.23132.1432.14

　　9機修車間165412.60.82912.5612.56

　　10坑木加工房16559.61.7292.762.76

　　11綜采庫105544.40.82310.2010.20

　　12消防材料庫102567.52.22312.9912.99

　　13器材庫10101251.12325.6225.62

　　14消防水泵房161942.7291.521.52

　　合計148.95148.95

　　二行政福利建筑

　　1宿舍樓1824560.9316.856.85

　　2綜合樓1880940.93122.5822.58

　　3聯合建筑2339300.7369.9038.39.90

　　4職工餐廳1620521.72910.121.4010.12

　　合計49.4549.45

　　總計198.4039.7198.45

　　第二節井筒防凍

　　一、設計依據

　　1．室外通風計算溫度：-23.3℃；

　　2．主斜井進風量均為50m3/s，副立井進風量為60m3/s；

　　3．井筒內混合溫度均為2℃

　　二、熱負荷計算

　　1．主斜井井筒防凍耗熱量為：

　　Q=1110×50×(23.3＋2)×1.1×1.163=1796329(W)

　　考慮15％的安全系數后，耗熱量為：

　　Q′=1.15×1796329=2065778(W)

　　2．副立井井筒防凍耗熱量為：

　　Q=1110×60×(23.3＋2)×1.1×1.163=2155595(W)

　　考慮15％的安全系數后，耗熱量為：

　　Q′=1.15×2155595=2478934(W)

　　三、空氣加熱器、通風機選型

　　1．主斜井空氣加熱設備：

　　根據所計算的熱負荷，在主斜井旁新建空氣加熱室1座，內設礦井加熱機組2套，型號均為KJZ－30，并聯運行，每組供熱量為1151000W，利用鍋爐房提供的0.4MPa的蒸汽，配套風機11kW，出風溫度40℃，滿足井口防凍需求。

　　空氣加熱機組KJZ-302組

　　風機11kW2臺

　　空氣加熱室9.2m×6.6m×3.6m1座

　　2．副立井空氣加熱設備：

　　根據所計算的熱負荷，在副立井旁新建空氣加熱室1座，內設礦井加熱機組2套，型號均為KJZ－35，并聯運行，每組供熱量為1343000W，利用鍋爐房提供的0.4MPa的蒸汽，配套風機11kW，出風溫度40℃，滿足井口防凍需求。

　　空氣加熱機組KJZ-352組

　　風機11kW2臺

　　空氣加熱室9.2m×6.6m×3.6m1座

　　四、空氣加熱方式

　　空氣加熱方式：從熱風爐出來的暖風通過地下風道進入井筒側壁。

　　第三節鍋爐房設備

　　一、總熱負荷

　　經計算，熱負荷分別為：

　　1．工業場地生產系統采暖熱負荷：Q1=148.95×104W

　　2．行政福利建筑熱負荷：Q2=行政福利建筑熱負荷：Q2=89.15×104W(包括39.7×104W食堂和浴室用熱)

　　3.井筒冬季防凍熱負荷：Q3=454.47×104W

　　二、熱媒性質、鍋爐選型及臺數

　　1．供熱方式：

　　礦井生產區采用集中供熱方式。行政福利建筑采暖，生產系統、部分工業廠房采暖及食堂和浴室供熱熱媒為鍋爐房內汽-水換熱器換熱后的95℃的熱水。

　　2．鍋爐容量：

　　熱網損失系數按1.2考慮，鍋爐容量：

　　Q=1.1×(148.95＋89.15＋454.47)×104=692.57×104(W)

　　3．鍋爐選型：

　　本次設計在礦井生產區內新建鍋爐房1座，新設3臺蒸汽鍋爐，型號為DZL2-1.25-A.P.W（1臺），DZL4-1.25-A.P.W（2臺）,供工業場地行政福利建筑冬季采暖、礦井工業廠房采暖及井筒冬季防凍，職工洗浴，鍋爐冬季全部運行，夏季一臺（2t鍋爐）運行，冬季采暖期鍋爐運行150天，每天16個小時，非采暖期215天，2t蒸汽鍋爐每天運行20小時，供職工洗浴及食堂供熱，滿足熱負荷要求。

　　三、鍋爐的燃料制備、運煤及除灰

　　1．鍋爐的燃料制備、供應方式

　　鍋爐房使用的燃料為本礦原煤。

　　2．燃料用量、除灰量及設備選型

　　鍋爐上煤形式為上煤機斗提升，型號為CSM-4(電機1.5kW)；除渣采用刮板除渣機，型號為GBC-300(電機1.1kW)；鍋爐耗煤量為24.0t/d，除灰量為4.8t/d。

　　四、鍋爐給水

　　鍋爐給水經ZGR型組合式鈉離子交換器軟化后供鍋爐使用，型號為ZGR-Ⅲ(電機1.5kW),處理水量3～6t/h。

　　五、煙氣除塵方式及設備選型

　　鍋爐配備SX/G—B濕式脫硫除塵器。除塵效率為95%，脫硫效率為60%。

　　經處理后的煙氣，煙塵濃度89.38mg/Nm3＜200mg/Nm3，SO2濃度314.89mg/Nm3＜900mg/Nm3，符合《鍋爐大氣污染物排放標準》(GB13271-2001)二類區、Ⅱ時段排放標準要求。

　　鍋爐房煙囪高度為35m。上口直徑為0.6m。

　　其它輔機為鍋爐配套產品。

　　第四節室外熱力管網

　　一、室外供熱管網

　　室外供熱管道布置采用枝狀管網，地溝敷設，地溝采用半通行，根據管道數量地溝尺寸分別為(1400mm×1400mm)、(1200mm×1400mm)。

　　二、室外供熱管道

　　管材選用：熱水管道采用焊接鋼管，管道熱脹選用可限位板盒型伸縮器，保溫材料采用玻璃棉保溫管殼，厚度為30mm～60mm，地溝考慮自然通風和排水措施。

　　浴室、食堂供熱為單獨供熱管道。

　　第十五章勞動安全衛生與消防

　　第一節危害因素和危害程度

　　礦井采煤、掘進、運輸、支護、通風、排水、提升等生產環節眾多，生產工藝復雜，在其生產過程中，常伴隨有以下危害礦井安全生產的因素：

　　一、井下生產過程中的有毒氣體及有害物質

　　在煤礦井下生產過程中，經常遇到有毒有害氣體：瓦斯（CH4）、一氧化碳（CO）、二氧化碳（CO2）、二氧化硫（SO2）、二氧化氮（NO2）以及硫化氫（H2S）等。在采、掘工作面生產過程中，將釋放出大量瓦斯，不但危害井下工人的身體健康，而且瓦斯濃度超限時，遇明火會發生爆炸，危及整個礦井的安全。

　　二、礦塵

　　在采、掘工作面及井上、下煤流運輸系統各轉載點，會產生大量礦塵，而且礦塵的產生會污染環境，作業工人長期吸入會引起矽肺病。

　　三、火災

　　在主、副井井筒，井下機電設備硐室，裝有機電設備的巷道，井下爆破材料發放硐室及采、掘工作面，因機電設備運轉不良，機械摩擦、電流短路、放炮、明火等原因會引起火災。

　　四、水災

　　采、掘工作面生產過程中，因破壞煤層頂底板圍巖或遇斷裂構造溝通水，遇井田內采空區積水，都會發生礦井突水，有可能形成水災。

　　五、頂底板

　　⑴2號煤層

　　頂板多為粉砂巖或泥巖，粉砂巖可占到60%左右,厚度一般在1.70-3.20m，巖性以灰黑色、深灰色為主，裂隙不甚發育，淺部地帶具有風化裂隙，據煤礦調查，頂板為泥巖時，組成了不穩定的頂板、粉砂巖時可達到中等穩定的頂板。底板多為泥巖或粉砂巖，泥巖可占到60-70%，厚度在2.20-3.50m,無底鼓現象,一般可組成穩定的底板。

　　⑵3號煤層

　　頂板多為細粒砂巖，厚度1.30-2.20m,厚層狀,成分以石英為主,次為長石,一般可組成穩定的頂板；底板多為粉砂巖，占70%，次為細砂巖，組成了穩定的底板。

　　⑶6號煤層

　　頂板多為粉砂巖、泥巖，粉砂巖可占70-80%，極少量的細粒砂巖、粉砂巖厚度2.30-5.50m,泥巖厚度1.80-2.50m，裂隙不甚發育，一般組成了不穩定的頂板。底板為泥巖，厚度1.20-2.00m,無裂隙,組成了不穩定的底板。

　　⑷9+10號煤層

　　頂板為石灰巖，厚度2.50-10.00m,厚層狀,質堅硬，性脆，淺部地帶具有裂隙，組成了穩定性的頂板。底板多為泥巖、粉砂巖，泥巖占到55%，厚度11.0-2.50m，組成了較穩定的底板。

　　⑸11號煤層

　　頂板為粉砂巖，厚度1.80-3.50m,厚層狀,裂隙不甚發育,組成了穩定差—中等的頂板。底板以泥巖為主，厚度2.00-4.70m，裂隙不發育，組成了穩定性的底板。

　　六、人身傷亡

　　礦井采、掘工作面，軌道運輸巷，膠帶輸送機的運轉體和傳動部件，主、副井筒提升，以及井底煤倉、盲巷等，均易產生意外人身傷亡事故。

　　七、地面塌陷

　　礦井開采后，將造成地表局部緩慢下沉，對生態環境將產生一定的危害。

　　八、附屬生產設施危害因素

　　礦井修理車間生產過程中，車間設備的傳動部件和運轉體，圓鋸在取送料過程中，易發生人身傷亡事故；機修車間在浸漆和烘漆過程中，產生大量有毒有害氣體和液體，電機、變壓器等設備在下限操作過程中，玻璃絲布對人體呼吸氣管和皮膚會產生過敏；電氣設備操作不慎會發生觸電事故，鉚焊工段在焊接過程中產生電弧和有毒有害氣體。

　　第二節安全衛生措施

　　一、礦井災害防治措施

　　1、防治瓦斯爆炸措施

　　本礦井屬高斯礦井，必須作好以下工作。

　　1）礦井通風必須作到高效、穩定和連續，使采掘工作面和生產巷道中瓦斯濃度符合《煤礦安全規程》的要求。同時要及時處理局部積聚的瓦斯，如回采工作面上隅角，頂板冒落空洞等地。如遇風機停機等事故，井下人員必須馬上撤出。

　　2）防止瓦斯引燃，嚴格控制和加強管理生產中可能引火的熱源，機電設備必須采用防爆型，采用風電閉鎖。

　　3）建立健全瓦斯檢查、監測制度，主要機電設備設置斷電儀。

　　2、降塵及防治煤塵爆炸措施

　　針對采掘工作面和煤炭轉載地點塵源較多，產塵量較大的特點，設計采取了如下防治煤塵措施：

　　1）凡落煤、轉載點等易產生煤塵的地點須配置噴霧灑水裝置。

　　2）定期清理巷道和進行沖刷煤壁，以減少巷道中的煤塵。

　　3）定期在轉載點等產塵地點撒巖粉，中和生產過程中產生的煤塵。

　　4）為了降低回采工作面煤塵，設計對開采煤層進行采前預注水。

　　3、井下防滅火措施

　　根據生產經驗，外因火災發火點多為機電硐室、電纜、膠帶輸送機、綜采設備，以及井下風流暢通的工作地點。按照本礦實際，設計采取了如下措施：

　　1）布置了消防材料庫，配備有足夠的滅火器材。

　　2）礦井建立有完善的消防灑水系統和消火栓。

　　3）主要井巷和機電硐室全部采用不燃性材料支護。

　　4）在下列地點設置了防火門：主斜井、副立井井口房及暖風道；井下中央變電所及主排水泵房的通道內；井下爆破材料發放硐室通道內等。

　　5）井底車場、井下爆破材料發放硐室、機電硐室、膠帶輸送機巷及采掘工作面附近的巷道中，都配備了滅火器材，供撲滅火災之用。

　　6）井下帶式輸送機均選用阻燃、抗靜電膠帶，并滿足MT668-97標準要求，膠帶機硐室均配備了自動滅火系統。

　　7）及時清理可燃物。井下使用的棉紗頭、布塊、各類油脂以及巷道內的廢坑木應及時清理出井。雷管、炸藥材料的運輸和保管，應嚴格執行《煤礦安全規程》的有關規定。

　　8）加強用電管理。井下所有電氣設備的選擇、安裝與使用應嚴格遵守有關規定，并應正確使用各類安全保護裝置，防止電流過負荷而引起火災。

　　9）加強生產中的安全管理。井下運輸過程中注意防跑車砸壞電纜，生產中應注意冒頂等外力損壞電纜及電氣設備。

　　10）加強職工教育，要使全體職工從思想上高度重視防火的重要性，自覺執行各項有關規定。

　　4、防治水措施

　　1）地面防治水

　　（1）矸石和爐渣等固體廢物不得棄于溝谷中，以免淤塞河道，造成行洪不暢。

　　（2）在雨季前，組織有關人員踏勘井田是否有采空塌陷裂隙、裂縫、塌陷洞，并用黃土、粘土、碎石及時填封，用粘土夯實高出地表。

　　2）井下防治水

　　本礦井為生產礦井，整合改造前已形成一定的采掘范圍，另一方面，周邊鄰近礦井也均存在有一定范圍的采空區，根據地質報告，目前在采空范圍內均有一定量的積水，因此，在開采過程中，應加強對采空區積水的觀察和排放工作。

　　（1）針對2、3號煤已開采多年，其采空區存在不同程度積水的問題，對本次設計各開采構成影響。要嚴格執行探放水制度，嚴格落實“預測預報，有疑必探，先探后掘，先治后采”的方針，井下采掘頭面執行“先探后掘，先探后采”的探放水規定。有探放水工作記錄，有詳細的采空區、相鄰礦井、廢棄老窯積水等水文地質資料，并定期觀測水位。

　　未探清回采工作面上方采空區積水情況或探出采空區積水而未放出時，嚴禁15號煤層工作面開采，以防止采空區積水突水造成事故。

　　（2）在小窯、老空區、采空區和井田邊界處，留足防隔水煤（巖）柱。嚴禁在各種防隔水煤柱中采掘。

　　（3）探放采空區前，首先要分析查明老空水體的空間位置、積水量和水壓。采空區積水區高于探放水點位置時，只準打鉆孔探放水；探放水時，必須撤出探放水點以下部位受水害威脅區域內的所有人員。探放水孔必須打中老空水體，并要監視放水全過程，核對放水量，直到老空水放完為止。

　　（4）鉆孔接近采空區，預計可能有瓦斯或其他有害氣體涌出時，必須有瓦斯檢查工或礦山救護隊員在現場值班，檢查空氣成分。如果瓦斯或其他有害氣體濃度超過《煤礦安全規程》規定時，必須立即停止鉆進，切斷電源，撤出人員，并報告礦調度室，及時處理。

　　（5）采掘期間，應進一步加強采空、古空區水文地質調查，堅持“有疑必探，先探后掘，長探短掘”的原則，發現有出水預兆時，及時停止作業，并采取措施，探放采空區水體。

　　（6）及時清理巷道，挖好排水溝，保證流水暢通，探水鉆孔位于巷道低洼處時，要配備與探放水量相適應的排水設備。

　　（7）疏放上方采空區積水要編制專項安全措施，打鉆前要加強鉆場附近的巷道支護，并在工作地點迎頭打好牢固的立柱和攔板。當鉆孔打通老空及舊窯，從眼內透水，情況不明時，應立即停止打眼，并不得把鉆拔出，人員馬上撤到安全地點，立即匯報隊、礦值班人員。

　　（8）在副立井井底設有水倉、主排水泵房及排水設備，設有主副兩個水倉，當一個水倉清理時，另一個水倉正常使用。水倉容量能夠容納8小時的正常涌水量。所選三臺水泵和兩趟排水管路能夠滿足排水需要。

　　（9）設計對井下個采掘工作面配有小水泵，將采掘工作面局部積水通過小水泵排至采區水倉，然后通過采區水泵排至井底水倉。

　　（10）必須對礦井勘探過程中的鉆孔在開采前及時封閉，否則應留設防水煤柱。

　　二、災害條件下安全救護

　　1、安全出口

　　礦井移交生產及達產時，共布置主斜井、副立井和回風立井三個井筒，主斜井設人行臺階，回風立井裝備梯子間，均可做為礦井的安全出口。

　　2、礦山救護

　　根據《煤礦安全規程》第493條規定，礦山救護至服務礦井的距離以行車時間不超過30min為限。沁源縣現設有一個軍事化救護中隊，下設3個救護小隊，該救護中隊裝備精良，配有北京2020搶險指揮車一輛，南京依維柯、石家莊翔翼搶險車各一輛，四小時呼吸器、正壓呼吸器、中泡滅火器、惰氣發生裝置、充填泵、電臺、固定電話、移動通訊等設施，多次被山西省安全監察局評為二級質量標準化礦山救護隊。該救護中隊駐地距礦井約40km，交通方便，至礦井行車時間不超過30min。

　　根據《煤礦安全規程》、《煤礦礦山救護工作暫行規定》和《煤礦救護規程》規定，并結合本礦的實際情況，設計礦井不設專職救護隊，采用社會化服務形式，目前礦井與沁源縣救護中隊已簽訂了礦山救護協議。

　　三、生產作業及勞動衛生保障措施

　　1、礦井提升安全措施

　　主斜井膠帶輸送機完善了《煤礦安全規程》要求的“五項”保護措施。

　　副立井井口設置有擋車器、阻車器，井筒內設置防墜器。

　　2、大巷運輸設備的安全可靠性

　　礦井主運輸采用膠帶輸送機方式，膠帶符合MT668-97標準，抗靜電、阻燃，在膠帶機沿線設置防跑偏、打滑、防縱向撕裂、料斗堵塞、急停拉繩、煙霧報警等保護設備，依據故障性質，分別動作于事故報警和緊急停車。帶式輸送機設置了可靠的逆止和制動裝置。

　　3、防機械、觸電、墜落等人身傷害

　　1）對機械傳動設備采用的防護措施

　　（1）膠帶輸送機的尾滾筒、聯軸器、制動器在設計中均選用了保護罩，拉緊裝置處均設置防護欄桿。

　　（2）機修車間、機床等設備轉動件及膠帶傳動機構均設防護罩。

　　2）防止人體墜落等安全措施

　　（1）各車間內及生產系統內所有的安裝孔口，方便樓梯口，操作平臺及過橋四周設置防護欄桿．欄桿高度不小于1050mm，對不常開的檢修孔洞設有活動蓋板。

　　（2）各車間室內地面設置的排水溝均設置蓋板，其它集水坑及地下泵池均設置防護欄桿。

　　（3）凡有人員走動的平面的檢查孔、煤倉等均設有活動蓋板和圍欄。

　　3）對設備操作檢修采取的安全防護措施

　　（1）各車間的主要運轉設備旁邊留有足夠的操作空間．空間不小于1500mm，并按規程留有足夠的檢修空間，設備旁設有適當的檢修場地。

　　（2）各車間運轉設備之間留有2m以上的人行道及檢修道，運轉設備與建筑結構如墻或柱之間留有不小于700mm的人行道．另一側留有500mm以上的檢修道，對靠近人行道的傳動設備均設有防護罩，并留有不小于1000mm的人行道。

　　（3）對機修車間各運轉設備均裝設保護罩和防護欄桿；對沖壓設備，用特制的送料設備，身體部位不得進入設備中。采用排氣漏斗，機械通風設備，焊接屏等排除有害氣體。

　　（4）對產生電磁波、弧光、x射線、放射線等危害源的設備增設防護屏罩等，操作人員可使用保護性工具．工作人員一般情況應遠離放射源等儀器設備。

　　（5）工人嚴格按操作規程上崗，勞動保護用品必須使用，不得違章生產和操作設備。

　　（6）在有集中和就地兩種工作方式的控制系統中，兩種方式互相閉鎖、互為備用。對較長的帶式輸送機均設沿線緊急停車雙向拉繩開關、防跑偏開關等保護裝置。

　　4）防觸電傷害等措施

　　各配電點、變電所的高壓開關柜均選用具有“五防”功能的產品，以實現防設操怍。在電氣設備運行中應掛牌提示帶電，以防觸電。

　　5）防振、防噪音

　　振動和噪音一般同時存在。本礦井產生噪音的主要地點及主要設備有：通風機運轉時，煤流轉載過程中煤炭撞擊溜槽；機電修理車間鉚接時；推土機返煤時等。采取如下措施防振、減噪：

　　（1）主通風機房出風側水平風道內設OPIB型消聲器，使風機噪音限制在允許范圍之內。

　　（2）設計重點從聲源上降噪音，在滿足工藝要求的前提下，優先選擇運轉平穩可靠，噪音小、技術先進的設備，另外在給料機上考慮加裝橡膠彈簧，減振墊等措施降低噪音。

　　（3）對推土機等設備排氣口加裝消音器。

　　（4）副井操車設備采用電液驅動，避免風動的噪聲源。

　　（5）帶式輸送機采用高質量托輥、滾筒，避免了運行中產生的大量噪聲。

　　第三節地面建筑防火措施

　　本著安全生產、防患于未然的原則，在建筑設計中貫徹“預防為主、防消結合”的方針，該礦井地面建筑遵照《建筑設計防火規范》和《煤炭工業礦井設計規范》的規定進行了設計。

　　1、主斜井井口房、篩分間、汽車裝車倉等工程，根據《煤炭工業礦井設計規范》，生產類別均為丙類，耐火等級為二級。上述工程為鋼筋砼框架結構，磚墻圍護，鋼筋砼梁板，鋼門窗，其構件均滿足二級耐火等級的要求。

　　2、主井場地地鍋爐房、主斜井熱風爐房等工程，根據《煤炭工業礦井設計規范》，生產類別均為丁類，耐火等級為二級。上述工程為磚混結構，鋼筋砼梁板，鋼門窗，其構件均滿足二級耐火等級的要求。

　　3、器材庫，綜采設備庫等工程，根據《煤炭工業礦井設計規范》，生產類別均為戊類，耐火等級為二級。以上工程均為鋼筋砼排架結構或鋼筋砼框架結構，鋼筋砼屋面梁或屋架、大型鋼筋砼屋面板。磚墻圍護，其構件均滿足二級耐火等級的要求。

　　工業場地各建筑面積均滿足防火分區的要求。各工程的安全疏散出口均滿足《建筑設計防火規范》要求。

　　第十六章環境保護

　　第一節概述

　　一、自然環境及環境質量現狀

　　(一)自然環境

　　本井田地處太岳山區，地表為山區侵蝕地貌，溝谷縱橫、地形較為復雜，總的地形地勢是北高南低、西高東低，中間偏東發育一條南北向大柵河谷。地形最高點為北部關子嶺點為1582.5m最低點位南部溝谷1355m，相差227.5m，基巖出露中等，山頂山脊黃土大面積覆蓋，植被不發育。縱觀該井田所處的自然地形條件，為侵蝕性較弱的中山區。

　　本井田地表水屬黃河流域汾河水系的龍鳳河流。井田僅為沖溝，溝谷內一般無水流，在雨季遇暴雨時，雨水短時聚集，順溝向南流入龍鳳河，再向西流入汾河。

　　本井田屬大陸性氣候，根據沁源縣氣象臺觀測記錄，本區7、8、9三個月為雨季，降水量最小為463.3mm（1972年），最大為861.6mm（1975年），蒸發量最小為1306.7mm（1983年），最大1609.6mm（1972年），蒸發量大于降水量2.3倍。冬春兩季雨雪較少，夏末秋初雨量較大。一月份氣溫最低，平均為零下6.5℃，七月份氣溫最高，為37℃—38℃，年平均氣溫18.7℃。十一月份開始結冰，次年三月份開始解凍，凍土深度最大為750mm（1976—1977年），最小為370mm（1972—1973年）,最大積雪厚度22cm。

　　本區夏季多東南風，冬春季多西北風，最大風速16m/s。

　　據中華人民共和國GB50011-2001《建筑抗震設計規范》，本區抗震設防烈度為7度，設計基本地震加速度值為0.15g。

　　(二)環境質量現狀

　　據現場調研，目前礦井污染主要來自生活垃圾、工業廢渣、建筑施工垃圾等，未經處理隨意堆放，造成了土壤、大氣、水體環境的“二次污染”，道路揚塵和交通噪聲也相當嚴重。

　　自然生態系統結構筒單，綠色植物種類少，數量也不多，自我調控能力較差，是一個比較脆弱的生態系統。

　　二、資源開發可能引起的生態變化

　　礦井在擴建期間的井下矸石、地面工業設施的修建、管線線路的修筑等，均要開挖地表，產生大量的移動土方、棄土棄渣，造成施工區域內植被的完全破壞及發生新的土壤侵蝕。

　　各種施工活動，如機械碾壓、人員踐踏、施工營地等臨時占地也會使施工區及周圍植被受到不同程度的影響，產生一定的裸露地面，新增一定量的土壤侵蝕；會對施工區域內的土壤結構產生不同程度的影響，引起土壤板結，養分損失等，影響植被正常生長。

　　礦井井下排水、工業場地生產、生活廢水、工業場地、生產過程中產生的煤塵、運輸車輛行駛過程中激起的塵土等，均會對周圍的植被和土壤產生不良影響。

　　煤矸石和生活垃圾等構成的固體廢物，要占及土地、掩埋植被等等。

　　第二節環境保護與水土保持執行標準

　　一、環境保護與水土保持法律、法規依據

　　1.《中華人民共和國環境保護法》，1989年12月26日。

　　2.《中華人民共和國大氣污染防治法》，2000年4月29日。

　　3.《中華人民共和國水污染防治法實施細則》，2000年3月20日。

　　4.《中華人民共和國固體廢物環境污染防治法》，2004年12月29日修訂。

　　5.《中華人民共和國噪聲污染防治法》，1996年10月29日。

　　6.《全國生態環境保護綱要》，2002年11月26日。

　　7.《中華人民共和國水土保持法》，1991年6月29日。

　　8.《中華人民共和國水土保持法實施條例》，1993年8月1日。

　　9.《開發建設項目水土保持方案編制審批管理規定》，水利部1995年第5號令。

　　10.《開發建設項目水土保持方案管理辦法》，水利部、國家計委、國家環保局，水保(1994)513號，1994年11月12日。

　　11.《建設項目環境保護管理條例》，1998年11月18日。

　　12.《煤炭工業環境保護設計規范》。

　　二、環境保護水土保持執行依據

　　(一)環境保護執行標準

　　1.環境空氣：執行《環境空氣質量標準》(GB3095-1996)中的二級標準。

　　2.地表水：執行《地表水環境質量標準》(GB3838-2002)中Ⅴ類標準。

　　3.地下水：執行《地下水質量標準》(GB/T14848-93)中的Ⅲ類標準。

　　4.環境噪聲：執行《聲環境質量標準》(GB3096-2008)，其中，工業場地按Ⅱ類標準，村莊按Ⅰ類標準，交通干線按Ⅳ類標準。

　　評價標準值見表16-2-1、16-2-2、16-2-3、16-2-4。

　　表16-2-1環境空氣質量標準(GB3095-1996)二級標準

　　污染物名稱取值時間二級標準濃度限值濃度單位

　　SO2年平均

　　日平均

　　小時平均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

　　小時平均0.08

　　0.12

　　0.24

　　表16-2-2地表水環境質量標準(GB3838-2002)Ⅴ類標準

　　序號污染物名稱標準值單位

　　1PH6～9無量綱

　　2COD≤40mg/L

　　3BOD5≤10

　　4氨氮≤2.0

　　5石油類1.0

　　6硫化物1.0

　　7鐵0.3

　　8錳0.1

　　表16-2-3地下水環境質量標準(GB/T14848-93)Ⅲ類標準單位g/L

　　序號污染物名稱標準值序號污染物名稱標準值

　　1PH6.5～~8.57NO3-N≦20

　　2總硬度≦4508總砷≦0.05

　　3氟化物≦1.09六價鉻≦0.05

　　4氨氮≦0.210揮發酚≦0.002

　　5細菌總數(個/mL)≦10011NO2-N≦0.02

　　6大腸桿菌≦3.0

　　表16-2-4《聲環境質量標準》(GB3096-2008)Leq[dB(A)]

　　類別晝間夜間單位

　　15545Leq[dB(A)]

　　26050

　　47555

　　(二)污染物排放標準

　　1.鍋爐煙氣：執行《鍋爐大氣污染物排放標準》(GB13271-2001)中二類區第Ⅱ時段標準。

　　2.顆粒物：執行《煤炭工業污染物排放標準》(GB20426-2006)表4及表5中標準。

　　3.污水：生活廢水執行《污水綜合排放標準》(GB8978-1996)表4中二級排放標準；礦井采煤廢水執行《煤炭工業污染物排放標準》(GB20426-2006)表2中的排放標準。

　　4.噪聲：執行《工業企業廠界環境噪聲排放標準》(GB12348-2008)，其中工業場地執行Ⅱ類標準，村莊執行Ⅰ類標準，交通干線兩側按Ⅳ類標準；

　　表16-2-5鍋爐大氣污染染排放標準(GB13271-2001)二類區第Ⅱ時段

　　污染物濃度限值單位

　　煙塵200mg/Nm3

　　SO2900

　　表16-2-6煤炭工業污染物排放標準(GB20426-2006)表4、5標準

　　類別污染物原煤篩分、破碎、轉載點等除塵設備

　　生產設備

　　排氣筒顆粒物80mg/Nm3或設備去除效率＞98%

　　排氣筒高度不得低于15m

　　作業場所監控點煤炭工業所屬裝卸場所煤炭儲存場所、煤矸石堆置場

　　無組織排放限值(mg/Nm3)(監控點與參考點濃度差值)無組織排放限值(mg/Nm3)(監控點與參考點濃度差值)

　　顆粒物周界外濃度最高點1.01.0

　　SO2—0.4

　　注：周界外濃度最高點一般應設置于無組織排放源下風向的單位周界外10m范圍內，若預計無組織排放的最大落地濃度點越出10m范圍，可將監控點移至該預計濃度最高點。

　　表16-2-7污水綜合排放標準(GB8978-1996)二級標準

　　序號污染名稱標準值單位

　　1PH6.0～9.0mg/L

　　2SS70

　　3BOD520

　　4CODcr100

　　5石油類5

　　6氨氮15

　　7硫化物1.0

　　5.固體廢物：執行《一般工業固體廢物貯存、處置場污染控制標準》(GB18599-2001)。

　　各污染物排放標準值見表16-2-5、16-2-6、16-2-7、16-2-8、16-2-9。

　　表16-2-8采煤廢水污染物排放限值

　　序號污染物最高允許排放濃度(單位：mg/L，PH值除外)

　　現有生產線新建(擴、改)生產線

　　1PH值6～96～9

　　2SS7050

　　3COD7050

　　4石油類105

　　5總鐵76

　　6總錳44

　　注(1)：總錳限值僅適用于酸性采煤廢水

　　表16-2-9工業企業廠界環境噪聲排放標準(GB12348-2008)LAeqdB(A)

　　類別晝間夜間單位

　　15545Leq[dB(A)]

　　26050

　　47555

　　(三)水土保持執行依據

　　1.水利部《開發建設項目水土保持方案技術規范》(SL204-98)，1998年5月。

　　2.中華人民共和國國家標準《水土保持綜合治理規范通則》(GB/T15772-1995)、《水土保持綜合治理技術規范》(GB/T16453.1-16453.6-1996)。

　　3.中華人民共和國國家標準《防洪標準》(GB50201-94)。

　　4.水利部《土壤侵蝕分類標準》(SL190-96)。

　　5.水利部《漿砌石壩設計規范》(SL25-91)。

　　6.“煤炭開發建設項目環評(水保)技術審查程序和要求”(討論稿)。

　　水利部水保監方案函[2002]118號文及附件：水土保持方案大綱、報告書技術審查要點。

　　第三節項目建設和生產對環境影響

　　一、項目建設對環境產生的影響

　　山西金暉隆泰煤業有限公司礦井環境影響情況，按現有生產期、建設期和運營期三個時期來進行分析。

　　(一)現有生產期

　　1.環境空氣污染源

　　主要污染源為儲煤場、運輸汽車揚塵、其次為鍋爐房，產生的污染物為煙塵、SO2、揚塵等。

　　2.水體污染源

　　水體污染源為礦井排水、生活污水。礦井水經處理后復用于井下消防灑水；生活污水產生量較小，采用地埋式水處理設備處理后回用于地面防塵及綠化。

　　3.噪聲

　　主要噪聲源是通風機房的風機、鍋爐房的鼓、引風機、坑木加工房、水泵房及煤炭轉載運輸中各種設備產生的噪聲污染，影響范圍為工業場地。而運煤汽車的噪聲對沿途村莊產生一定影響。

　　4.固體廢物

　　主要有矸石、爐渣和少量的生活垃圾。

　　(二)升級改造工程建設期

　　礦井升級改造工程建設期對環境的影響主要有環境空氣、水體、生態的影響以及產生的固體廢物和環境噪聲，這些影響是暫時的。

　　1.環境空氣

　　環境空氣主要污染是食堂爐灶、工棚采暖爐灶以及施工、運輸過程產生的揚塵，主要污染物為TSP、SO2。

　　2.水體

　　水體污染源為生活污水，主要是施工人員日常生活廢水，就地潑灑，自然蒸發；井下排水，一部分可用于施工用水，多余時排放，主要污染物為SS、BOD5、COD。

　　3.噪聲

　　主要為施工機械，如混凝土攪拌機、提升機、挖掘機、汽車運輸等產生的噪聲。

　　4.固體廢物

　　主要為場地開挖、平整以及施工后產生的棄土和建筑垃圾以及井下排出的矸石。

　　5.生態環境

　　施工開始時場地開挖對土地產生擾動影響，植被破壞，短期水土流失，僅限于場地范圍內。由于建設期較短，其影響程度也較小。隨著施工結束，場地硬化和綠化，生態環境得以恢復。

　　(三)運營期

　　隨著礦井工程的完成投入運營，污染源發生變化,對環境的影響也有所改變。

　　1.環境空氣

　　主要污染源為鍋爐房房、原煤儲存。主要污染物為煙塵、SO2和揚塵。

　　2.水體

　　主要污染源為井下排水、生活污水，污染物為COD、BOD5、SS等。

　　3.噪聲

　　礦井工業場地噪聲源主要為工業場地通風機房的風機和鍋爐房內的鼓、引風機以及煤炭轉運過程中各種設備產生的噪聲，影響范圍主要為工業場地。場地和村莊居民居住區較遠，且受地物的屏蔽作用，對周圍聲環境影響不明顯。

　　4.固體廢物

　　主要有井下矸石和地面揀矸、爐渣、生活垃圾。

　　5.生態環境

　　主要是礦井井下開采造成的影響。井下開采對地下含水層有一定的影響作用，同時引起的地表塌陷對生態環境會造成一定的影響。

　　二、項目建設對水土保護產生的影響

　　本評價區區域性土壤侵蝕為強度，但在坡度較陡的地方為強度。地表塌陷后的局部地塊水土流失趨于強度。侵蝕模數為5000～8000t/km2。

　　第四節環境保護與水土保持措施

　　一、環境保護措施

　　(一)大氣污染防治措施

　　1.鍋爐房

　　鍋爐采用SX/G—B系列列高效脫硫除塵器，除塵效率為95%，脫硫效率為60%。

　　鍋爐房使用的燃料為本礦原煤。

　　鍋爐房給水經ZGR型組合式全自動鈉離子交換器軟化后供鍋爐使用，鍋爐房煙囪高度為35m。

　　經處理后的煙氣，煙塵濃度89.38mg/Nm3＜200mg/Nm3，SO2濃度314.89mg/Nm3＜900mg/Nm3，符合《鍋爐大氣污染物排放標準》(GB13271-2001)二類區、Ⅱ時段排放標準要求。

　　2.車間內粉塵.原煤儲存揚塵治理措施

　　資源重組后，設置原煤筒倉儲存原煤。

　　(二)水污染防治措施

　　1.井下水處理

　　礦井正常涌水量為45m3/d，最大為72m3/d。礦井工業場地建有1座井下水處理站，選用2臺FC02-360型機械過濾器，處理能力為40-80m3/h；2臺不銹鋼微濾過濾器，處理能力為40-80m3/h。處理后的井下水水質為：SS含量15mg/L＜30mg/L，懸浮物粒徑0.2mm＜0.3mm，PH=7.3(6.5～8.5)，每100mL水樣中未檢出總大腸菌群和糞大腸菌群，水質符合井下防塵灑水用水水質標準，處理后的井下水復用于井下消防、降塵灑水、地面防塵綠化，礦井水復用率達100%。

　　2.生活污水處理

　　本礦井生活污水排水量為156.56m3/d，污水全部排入生活區的污水處理站，采用二級生物處理。處理后的出水水質：SS=20mg/L≤30mg/L、BOD5=15mg/L≤20mg/L、COD=40mg/L≤50mg/L，廢水處理后全部回用于地面綠化及抑塵，不外排。

　　(三)固體廢物處理措施

　　1．矸石的綜合利用途徑

　　利用掘進矸石做為鋪設道路或其他建筑設施的原材料，這既節省了原料、資金，又使固體廢物得到了利用。

　　2．矸石物理處置方法

　　1)矸石排至矸石堆放場后，由推土機推平、壓實，由溝內向溝外，由溝底逐層堆放，始終使矸石保持一個平面，同時溝口設排水溝，以防矸石雨季被雨水沖刷帶走。矸石每3m分一層進行堆放，并逐層壓實，覆蓋0.8m厚黃土，最終填滿后覆蓋1.0m厚黃土，植樹綠化。

　　2)修筑攔渣壩。排矸場攔渣壩采用矸石筑壩，矸石分層碾壓，泄水建筑物采用豎井形式，邊排矸邊碾壓，待排矸場滿后，在其表面覆蓋黃土，營造防護林，種植草坪，將改善生態環境，防止水土流失等。

　　3)分層堆放。矸石從工業場地運往堆場，排入后用推土機將矸石、廢石推平，并往返壓實。

　　4)覆土、綠化。矸石場平整后表面全部覆土，覆土有效厚度為1.0m，綠化樹種選擇樟子松，栽種季節宜選擇在春季。栽種方式采用客土坑栽，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。為了保證綠化和樹木成活率，要定時澆水。當矸石堆放達到頂時，及時進行覆土，覆土厚度達到農業復墾要求，在最終表層覆蓋1.0m的黃土進行復墾。為了改良土壤增加肥力，可種固氮類農作物。

　　3．防止潰壩的安全措施

　　1)攔渣壩管道設施規范，截洪設施、排洪泄洪設施、排滲設施、排水系統完善，安全觀測、檢測設施齊全。

　　2)密切關注壩體的變化情況,一旦發現壩體出現裂縫、沼澤化、跑混、管涌等情況能及時應急處置。

　　3)應急救援有保障。

　　(四)噪聲控制措施

　　礦井的噪聲均屬于設備噪聲。工業場地主要噪聲源通風機、坑木加工電鋸、泵房等產生的運行高噪聲。

　　噪聲污染主要采取如下措施進行控制：

　　1.在總平面布置時，按功能分區，將產生高噪聲設備與辦公樓等環境要求較高的建筑物保持一定距離，并種植綠化帶隔擋噪聲傳播。

　　2.對一些產生較大噪聲的設備，如通風機、壓風機等，在排出管上裝消聲器，在擴散器內裝吸聲材料，并設密閉值班室。

　　3.對各種水泵、風機等采用減振基礎，進出管上采用柔性接頭代替鋼性接頭等，設備選型，盡量選用低噪聲設備。

　　(五)綠化

　　生產區以保護和改善環境、減輕污染為主，結合各建筑物的特點進行綠化，除種植楊、柳、櫓等主高大樹種外，搭配種植一些灌木，并在場地中央邊坡上以草皮防護，在擋墻上植攀援類植物；行政福利區以辦公樓為綠化、美化的重點，以美化環境為主，采取喬木、灌木、草花混植的原則進行綠化。

　　(六)生態保護措施

　　1.生態影響防護與恢復原則

　　根據本工程建設和運營特點，依據《環境影響評價技術導則--非污染生態影響》的規定，生態影響的防護與恢復的原則是：

　　1)自然資源損失的補償原則

　　由于項目區域內自然資源(主要指林地和草地)會由于項目施工和運行受到一定程度的影響，因此必須執行自然資源損失的補償原則。

　　2)區域自然體系生態完整性受損的恢復原則

　　項目建設使區域自然體系生態完整性受到一定程度的損失，尤其是矸石場地占地、工業場地占地等，要進行生態完整性受損的恢復措施。

　　3)人類需求與生態完整性維護相協調的原則

　　項目建設和運行是人類利用自然資源滿足人類需求的行為，這種行為往往與生態完整性的維護發生矛盾，生態保護的措施就在于盡力減緩這種矛盾，在自然體系可以承受的范圍內開發利用資源，為社會經濟的不斷進步服務。

　　2.生態影響的防護措施

　　生態影響的防護是指采取對生態影響起到避免、削減和補償作用的措施。由于本工程的建設中矸石場占用一部分溝地，改變區域土地利用格局；礦井建成后，增加了環境空氣、水體污染物和固體廢物；因此，采取必要的生態防護措施，主要包括防止水土流失和污染物工程治理措施。

　　1)工業場地保護措施

　　①項目施工過程中要加強管理，嚴格劃定施工區域，將臨時占地面積控制在最低限度，以避免造成土壤和植被的大面積破壞。同時，按水土保持方案制定的措施，對施工中產生的邊坡和臨時土堆進行遮蓋，控制水土流失。

　　對于臨時占地和臨時便道等區域，竣工后要進行恢復工作，工業場地內要進行綠化。

　　②場地綠化措施：在生產區要結合各種生產設施的特點，種植高低相結合的喬灌木，形成隔離林帶，防止污染擴散；辦公福利區以美化環境為主，種植綠籬、布置花壇、草坪等。道路的綠化以種植行道樹為主，選擇適宜的樹種，進行多種樹種混栽，形成沿道路的綠化帶，工業場地綠化系數為25%。

　　對矸石場按照分階段進行分層堆放，平整、壓實，最終覆土進行綠化，綠化樹種選擇當地耐旱的樹種進行種植，以提高樹木的適宜性和耐旱性及成活率，邊坡和護坡采用植草皮、灑草籽進行綠化。

　　2)污染物工程治理措施

　　本工程建成后，對環境空氣污染物、水體污染物、固體廢物及噪聲等采取了嚴格的治理措施，在滿足總量控制的前提下，使污染物達標排放；礦井井下水進行處理后，大部分回用于井下和地面防塵、綠化，外排量很小。這樣最大限度地減輕了環境污染，維護了區域生態環境。

　　3)生態影響的恢復措施

　　項目工程建設對評價區的生態環境不可避免的產生影響，這些影響或是長期的。可以通過生態恢復技術予以消除。

　　煤礦生態恢復的主要內容是指在建設、生產過程中，因挖損、壓占等造成破壞的土地，采取整治措施，使其恢復到可供利用的狀態。應積極籌措資金，采取各種措施對破壞的土地進行復墾。主要是矸石場的復墾任務。

　　為了開展和做好土地復墾工作，礦井應設立由分管領導負責的土地復墾辦公室，負責礦井的土地復墾工作，積極開展土地復墾。主要職責如下：

　　①負責土地復墾規劃的設計。委托有資格的設計單位編制土地復墾規劃，并報土地管理部門審批，審批后負責實施。

　　②制定土地復墾工作計劃。依據礦井生產計劃安排情況，對受影響土地進行調查，土地使用現狀，并登記造冊。結合實際對土地破壞影響程度和數量，制定復墾計劃。

　　③負責對破壞土地的測算、登記，土地損失補償費支付，復墾后移交手續。

　　3.地表移動保護措施

　　1)對地面建筑物的保護措施

　　對井田范圍內的村莊、鐵路，應加設保安煤柱。對井田內的工業場地、井田境界均采用留煤柱的保護措施。

　　2)對采動影響的土地、農田、植被的治理措施

　　本著“誰破壞，誰復墾”的原則，受采動影響破壞的土地由礦方負責進行土地復墾。由于本井田所處地區為土石山區，村莊稀少，地表塌陷不明顯。

　　根據土地破壞程度的不同，采取不同的土地復墾方式。對局部破壞較嚴重的土地給予一定的補償。采動對農作物及植被的正常生長影響不大，傾斜變形使少量樹木產生歪斜，對樹木正常生長有一定的影響，可采取拉直扶正的措施。對傾斜較為嚴重或倒伏的樹木進行重新種植。

　　3)對輸電線路、水利設施的保護措施

　　井田范圍內有多條高壓輸電線路，地表移動變形可能使電線塔(桿)下沉或歪斜，影響線路馳度及對地高度，嚴重時造成輸電線接地或拉斷。為了維護輸電電路正常運行，礦方應委派專人定期巡視采空區的輸電線塔(桿)，發現下沉或歪斜時要及時加固、維護，以避免造成重大損失。井田范圍內無大型水利設施，主要為農灌用水窖、水渠等，礦方應視破壞程度給予修復或重建。

　　二、水土保護措施

　　按照礦區所屬地貌類型特征，針對建設及運營過程中的水土流失特征和防治要求，在礦井設計已考慮水土保持措施(主要如邊坡防護、橋涵和地面防排水)的基礎上，把矸石場、臨時施工場地作為防治的重點。

　　總體布局是：在工程建設中應盡量避免或減少地面土石方量，施工過程中宜采用工程防護與生物防護相結合的方法控制水土流失，在必要的施工場地設置排水設施，縮短廢水徑流長度，有規劃疏導降水，減輕降雨直接作用土表，對局部下坡方向應采取必要的攔擋措施，施工完成后要及時還田復耕。運營中以綠化防護為主，減少地表裸露面積，對地表塌陷應采取積極的治理和復墾措施。

　　運營期水土保持措施匯總見表16-4-1。

　　表16-4-1水土保持措施匯總表

　　水土流失防治區防治措施

　　項目建設區工業場地地面硬化、綠化、邊坡防護、修建排水系統等

　　固體廢物堆放邊坡防護、排水涵洞、夯實、綠化、復墾等

　　運輸道路路面瀝青固化、植物及漿砌石護坡、修建道路排水系統

　　直接影響區工業場地近緣平整、隔離林帶綠化

　　固體廢物堆放邊緣綠化、邊坡防護

　　臨時施工場地平整、覆土、還田、綠化

　　(一)工業場地水土保持措施

　　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開挖臨時堆土而形成的人工邊坡而產生的。水土保持措施主要為施工臨時防護，擬用臨時土袋擋土墻對臨時堆土進行擋護，并用蛇皮布遮蓋物對表土覆蓋以防止表土流失，并建好施工排水設施。

　　臨時堆土斷面為梯形，設計尺寸為上頂寬1.0m，下底寬5.0m，高2.0m，內外側邊坡為1：1.0，擬在土堆的兩側用臨時土袋擋土墻防護，斷面為矩形，高度50cm；沿土堆方向每隔10m布設一個管徑為5cm的塑料排水軟管，土堆外側設計斷面為梯形的簡易排水渠，并在土堆表面用蛇皮布遮蓋，以防止水蝕和風蝕。

　　簡易排水渠斷面為上頂寬0.5m，下底寬0.1m，高0.2m，內外側邊坡為1：1.0

　　2.施工后綠化、美化

　　在綠化布置時，遵行點、線、面相結合的原則。以工業場地前區為綠化重點，形成花園式廣場，利用部分邊角空地布置小游園，并與布置在廠在道路兩旁的林蔭道有機地聯系在一起。廠內綠化樹種喬、灌木相結合，常綠、落葉相結合，并根據各種花卉的開花期合理安排種植，樹種選擇油松、揚、榆樹、落葉松等耐污樹種，灌木有檸條、紫穗槐等；道路的綠化以種植道樹為主，選擇油松等，樹間距4m，形成沿道路的綠化帶，

　　(二)矸石場水土保持措施

　　1.分層堆放方式、分層厚度

　　本礦井矸石用汽車集中運至矸石場內，由溝內向溝外，每3m一層進行堆放，堆體坡應角小于35°,每層由推土機推平、壓實后，覆蓋0.5m后黃土。堆滿后覆蓋1.0m后黃土，綠化。

　　2.建涵洞

　　根據矸石場所處位置的水文狀況，在未堆放矸石前，在溝谷洪水經過的通道上，首先砌筑涵洞，之后在涵洞上堆放，使洪水有可通之道，可避免對矸石堆的沖刷。

　　3.排水溝系統

　　為了使雨水從矸石堆上順利排走，減小對矸石堆表面的沖刷，從矸石堆頂層到底層修筑相連的排水溝，每個臺階呈外高內底的平面，臺階邊緣修擋水坎，使臺階上的雨水不能從坡面流淌，從而達到減輕對矸石堆坡面表土的沖刷。

　　(三)采空沉陷區水土保持措施

　　本礦采空沉陷的表現形式為地表裂縫、局部滑坡、地表下沉，對當地的地形、地貌產生一定的影響。根據以往土地復墾的經驗，結合本項目地勢起伏不平，植被覆蓋率不高的特點，確定沉陷土地復墾的對象以沉陷旱地為主。

　　沉陷坡地(坡耕地)復墾：影響程度較重的耕地應退耕還林，主要種植檸條等，部分旱坡地改造為梯田。

　　井田范圍內灌木分布較少，因此植被重建工作本著恢復原有生態系統為目標，以灌木林恢復為主，適當的采用灌、喬混交的形式。灌木樹種以檸條和苜蓿，喬木以樟子松、油松等為主。通過植被以求控制水土流失，改善當地生態環境。

　　第五節機構設置及環境保護投資

　　一、機構設置

　　為保證將環境保護納入企業管理和生產計劃，并制定企業管理的污染控制指標，使企業排污符合國家和地方有關排放標準，并實現企業管理總量控制，企業內必須建立行之有效的環境管理機構。

　　根據同類型煤礦環境管理先進企業的經驗，企業應建立以礦長負責，各職能部門各負其職的環境管理體系，設置環保科，配有科長及科員2人，并配備一定的監測儀器和設備，環保科負責全礦井環境管理、污染物監測及污染治理的具體工作，制定本企業環境保護的遠、近期規劃和年度工作計劃。制定并檢查各項環境保護管理制度的執行情況，組織制定企業有關部門的環境保護管理規章制度，并監督執行。指導和監督本企業環保設施運行情況，推廣環保先進技術和經驗，保證環保設施按設計要求運行。

　　企業領導和環保科要制定《山西金暉隆泰煤業有限公司礦井環境保護規章制度》、《環境保護獎懲制度》以及《環境監測管理制度》等。通過對各項環境管理的建立和執行，形成目標管理與監督反饋緊密配合的環保工作管理體系，可有效地防止污染產生和突發事故造成的危害。

　　二、環境保護投資概算

　　本工程項目建設總資金為32752.93元。環保投資349.92萬元。環保投資占總投資的1.11%。

　　第六節環境影響評價

　　一、產業政策和發展規劃

　　為控制低水平、低起點、小規模、污染治理力度不大的小企業重復建設，國家經貿委要求礦井的建設規模不得低于300kt/a，山西金暉隆泰煤業有限公司設計規模為900kt/a，符合國家產業政策及規模要求。符合當地社會經濟發展規劃。

　　二、工業先進性與清潔生產

　　本工程采用了較先進的生產工藝，從源頭上控制了污染。從原煤儲存全過程進行控制，降低原煤損耗，確定了固體廢物的合理處置措施，本工程符合清潔生產的要求。

　　三、達標排放分析

　　山西金暉隆泰煤業有限公司礦井工程對環境空氣和水污染物采用了成熟可靠的處理工藝，均能做到長期穩定達標排放；對不同的噪聲污染源采取了相應的將噪隔聲措施，使其得到了有效的控制；對采煤中排棄的矸石及灰渣進行了妥善處理，對生態環境的影響和破壞也得到了一定的控制和補償。

　　在嚴格落實本設計提出的各項環保對策措施后，煙塵、SO2均可達標排放。

　　四、改善區域環境質量、保護生態環境現狀

　　本工程采取了環境保護，但污染物排放量還是有所增加。只要本工程嚴格按照設計提出的污染防治措施進行治理后，本工程的建設不會惡化當地環境質量。

　　通過本區域生態環境治理，可保護或改善現有生態環境狀況。

　　五、廠址可行性分析

　　本工程符合國家產業政策與發展規劃，廠址功能區劃分及對環境造成的影響預測等均支持升級改造的建設。礦井煤源穩定，水源、電源、交通運輸均較便利，選址是可行的。

　　六、落實環保措施

　　通過對本工程的分析，環保投資的資金能否落實是本工程投產后污染源能否得以控制的前提條件，也是從環保角度考慮本項目可行性的又一先決條件。

　　綜上所述，本工程各項建設條件十分優越，工程采取了清潔生產措施和綜合防治措施，符合國家的產業政策、環保政策及有關的法律法規。在嚴格落實各項環保對策措施后，各污染源可以穩定達標排放，工程對環境影響較小。從合理利用資源和環境保護的角度，本工程是可行的。

　　第十七章節能與節水

　　第一節節電

　　一、電耗指標分析

　　礦井用電設備總臺數162臺，用電設備工作臺數145臺；用電設備總容量7826.9kW，用電設備工作容量6302.5kW；最大計算有功工率4024.6kW，礦井年耗電量16451.92k·kWh，噸煤電耗18.280kWh。

　　目前國內大中型煤礦噸煤耗電量一般在15～25kWh之間，本礦噸煤耗電量18.280kWh，居于較先進水平。其主要原因在于設計采用了合理的工藝，系統簡單，合理選擇機械設備，避免大馬拉小車，優化了通風系統；選取高效節能機電設備，使總的能耗指標大大降低。

　　二、井上下配電系統及經濟合理運行

　　在設計過程中選用高效節能型產品。地面工業場地35/10/0.4kV變電所變壓器；選用SZ10、S11系列低損耗節能變壓器；合理選擇運行方式，使能耗降低。供電系統采用集中無功功率補償方式，提高了供電質量，降低變壓器容量，減小了送配電線路的電流，降低電能損耗。35kV線路的導線截面按經濟電流密度選取，10kV電源下井，降低線路損耗。

　　三、電動機、纜線、變壓器的合理選擇及使用

　　優先選用節能型電動機，采用低壓電動機節能器

　　準確計算用電負荷，按變壓器的年電能耗損最低，年運行費用最低的原則來合理選擇變壓器容量，選用節能型低損耗高效率變壓器。以降低變壓器的固有耗損。

　　電力線路均采用銅芯電纜（線），以減少線損。電力線路干線最大工作壓降不大于2%，支線最大工作壓降不大于3%。

　　四、高效節能照明

　　1、地面室內照明優先采用節能型燈具和高效氣體放電燈。并配備電子鎮流器（節能型電感鎮流器），在照明器上并聯電容器，對照明電路進行無功補償，以提高照明電路的功率因素，降低線路上的電能損耗和電壓損耗。

　　2、工業建筑和公共建筑物走廊。樓梯間。門廳及場區道路等公共場所采用集中控制，按建筑物使用條件和采光情況采用分區、分組和時間控制。

　　3、井下一般采用節能型防爆日光燈。

　　五、電能計量及監控信息管理

　　對單機容量大于45kW的電機、工業場地內各配電點，風井場地各配電點、辦公區各配電點及單身樓等地設有電能計量裝置。

　　礦井設置有生產安全監測及人員安全監控、計算機管理系統。在井下各采掘工作面、主要回風巷、機電硐室及大巷等處設置瓦斯、風速、溫度、一氧化碳、風門、煙霧等傳感器。

　　礦井設生產監測系統，主要監測井下各采掘工作面的主要機械設備等工作狀況、采區煤倉煤位、給煤機、局部通風機的開停、膠帶機的運行狀況以及主變電所運行狀況；地面主要監測通風運行狀況、生產系統主要設備運行狀況。

　　礦井安全監測和生產監測合用一套監測裝置。地面中心站除配有監測主機、傳輸接口、打印機、調試電話主機等設備外，同時還配有背投顯示系統。該系統能實時連續的監測井下、井上各種環境安全參數和生產工況參數，監測參數可長期連續以磁盤文件方式存儲并自動進行統計分析。系統監測的有害參數超限時，能自動報警，井下分站能可靠的實現風電、瓦斯閉鎖功能。

　　第二節節水

　　一、用水指標分析

　　礦井用水量遵照國家《工業用水量定額》，并結合當地氣候、建筑標準、井型及工效等因素進行估算。本礦井機械化程度較高，實際用水量低于用水定額。

　　二、節水措施

　　1）選用節水型生產工藝和設備，降低水的消耗量；淘汰落后的衛生器具、設備和管道材料，采用節水型新工藝、新技術、新材料，以達節水之目的。

　　2）本著節水節能原則，設計將井下排水進行處理達標后，用于井上、下生產灑水、除塵、消防、綠化、洗車等，提高水資源利用率。

　　3）給水系統，對壓力高的消防系統采用臨時高壓制，既節省電能又可使水泵在高效區工作，保證消防用水水壓。

　　4）給排水設備

　　潛水泵、加壓泵選用高效新型水泵。

　　5）對供水系統采取防滲、防漏措施、降低水資源的無效消耗。浴室熱水箱設自動溫控系統，以降低熱能損耗。

　　6）室內采暖管道上嚴禁安設龍頭放水裝置，采暖管道總回水管應裝疏水器。

　　第三節采暖供熱及空調制冷系統節能

　　一、集中供熱

　　礦井生產區采用集中供熱方式。行政福利建筑采暖，生產系統、部分工業廠房采暖及食堂和浴室供熱熱媒為鍋爐房內汽-水換熱器換熱后的95℃的熱水，耗煤量為24t/d。

　　本項目煤煤耗較同地區同類項目比較為中等偏低，主要原因是：

　　1、本礦井全員工效較高，人員較少，相應拍套的生活福利設施規模較少。

　　2、同時建筑物均采取有效的節能措施，高大空間的作業廠房采暖系統均采用值班采暖和暖風機相結合的方式，有效的降低了建筑物的采暖負荷。

　　3、采用熱效率較高的設備（鍋爐額定效率＞78%）。

　　4、采暖系統熱媒為70~95℃低溫熱水，集中換熱，提高了系統凝結水回收率；所有采暖供熱系統管道均采用有效的隔熱措施，減少了管網熱損失。

　　二、供熱系統

　　1、供熱熱源：為滿足礦井采暖和生活用熱需求，礦井工業場地設集中供熱鍋爐房，工業場地內的聯合建筑、單身宿舍等采暖，浴室、食堂、開水、洗衣等用汽均由鍋爐房提供。

　　2、鍋爐房：本次設計在礦井生產區內新建鍋爐房1座，新設3臺蒸汽鍋爐，型號為DZL2-1.25-A.P.W（1臺），DZL4-1.25-A.P.W（2臺）,供工業場地行政福利建筑冬季采暖、礦井工業廠房采暖及井筒冬季防凍，職工洗浴，鍋爐冬季全部運行，夏季一臺（2t鍋爐）運行，冬季采暖期鍋爐運行150天，每天16個小時，非采暖期215天，2t蒸汽鍋爐每天運行20小時，供職工洗浴及食堂供熱，滿足熱負荷要求。

　　3、供熱管網及保溫：建筑物采暖熱媒為70~95℃低溫熱水，熱水加熱方式采用高效波節管汽—水換熱機組；采暖凝結水均進行回收；管網布置采用枝狀布置，與熱用戶采用直接連接，用戶入口設流量控制閥。熱網循環水泵采用變頻控制，根據外網負荷調節流量，減少運行能耗。

　　礦井室外供熱管道均進行保溫，保溫材料選用巖棉保溫管殼。

　　三、空調制冷系統

　　1、空調系統：本工程未設置集中的空調系統，有空調要求的房間均獨立設置。

　　2、空調設備：房間空調設備均采用熱泵型分體式空調器；所有設備能效比（EER）均滿足節能設計標準的要求。

　　第四節主要機械設備節能

　　礦井提升、通風、排水、壓風等主要機械設備選型均充分考慮了節能因素，選用了運行效率高、節能的新型設備。

　　第五節地面生產系統節能

　　本礦地面生產系統各個環節均采用帶式輸送機轉運煤炭，正常情況下基本避免了灑煤、漏煤，降低了產品損耗。地面生產系統設有大、中、小塊滑坡煤倉和末煤圓筒倉，生產系統簡單實用，耗電設備數量較少，滿足節能要求。

　　礦井矸石來源主要是前期井下工程矸石。井下排矸量約35kt/a，人工揀矸量約0.5kt/a，鍋爐房爐渣約1.1kt/a，生活垃圾0.06kt/a，總計36.66kt/a。

　　根據礦井工業場地及其周圍的地形特征，設計仍利用礦井原有矸石排放場。井下矸石用礦車經副井提升至地面，利用翻車機翻入臨時矸石堆放場地，然后井下矸石和篩分間手選矸石由輪式裝載機裝載汽車運至矸石場地。矸石堆放場位于工業場地北側的溝谷內，礦井排放矸石主要以填溝平整場地和填溝造田為主。礦井排出的矸石，用汽車運到矸石溝，矸石堆放1m厚左右壓實并噴灑石灰乳，再鋪上300~500mm的黃土壓實。對已達到堆積量的地段要及時覆土封閉，并進行造林綠化。覆土厚度0.5~1.0m為宜。種植耐旱易活樹種，綠化環境。鍋爐房爐渣等廢棄物摻與矸石中，與矸石一同處理。

　　第六節建筑節能

　　一建筑節能設計依據

　　建筑節能設計依據及建筑標準按《公共建筑節能設計標準》（GB50189-20050），《民用建筑節能管理規定》（建設部部長令第76號）和《民用建筑節能設計標準》JCJ26-95有關規定嚴格執行。

　　二建筑節能措施

　　山西金暉隆泰煤業有限公司位于寒冷地區，冬天寒冷，夏季不熱，冬季保溫是節能設計的重點。對山西金暉隆泰煤業有限公司兼并重組建設項目新建的建（構）筑物應采取以下節能措施：

　　建筑布局

　　廠區內建筑物盡量采用聯合集中布置。在進行總平面布置時，建筑布局應在滿足使用功能要求的前提下，結合實際地形條件，盡可能南北朝向布置，主要房間宜避開冬季主導風向。冬季最大限度地利用日照，獲取熱量和減少熱損失，夏季最大限度地減少得熱，利用自然能來降溫冷卻，使建筑物的平面布局有利于自然通風，達到節能的目的。

　　建筑體形系數盡量不要超過0.30。施工圖設計階段運用相關的節能軟件對建筑物進行單體節能計算，并通過調整節能方案（如調整外墻保溫材料和屋面保濕材料的材質或厚度，采用不同的節能門，窗），使其達到節能50%要求。

　　圍護結構

　　建筑物的外圍圍護結構采用外保溫隔熱構造，屋頂采用倒置屋面。具體的節能措施包括采用節能建材，建筑內外墻體做保溫隔熱層，使其傳熱系數K≤0.9~1.16，采用倒置式屋面，其傳熱系數K≤0.8。

　　門窗

　　外門窗在建筑的節能中至關重要，其熱工性能指標包括傳熱系數，遮陽系數及窗墻比等。新增建筑一般為普通的工業建筑，開窗面積均控制在合理的范圍內，公共建筑的窗墻比盡量控制在0.7以內；居住建筑窗墻比盡量控制在0.25（北）、0.30（東，西）、0.35（南）以內。門窗基本選用塑鋼門窗，中空玻璃，中空厚度公共建筑在9~12mm范圍內。盡量結合建筑造型采取硬遮陽措施，對于無法采取硬遮陽措施的建筑立面可選用具有遮陽低輻射功能的玻璃，如Low-e玻璃或在玻璃上貼玻璃遮陽膜以達到遮陽的目的。窗傳熱系數K≤4.7~4.0。

　　分戶門采用傳熱系數K≤3.0(W/m2.K)的節能門。

　　對生產廠家提出外墻窗的物理性能要求：

　　1、抗風壓性能：4級（2.5≤p3＜3.0kPa）

　　2、氣密性能：≥3級（2.5≥q1＞1.5m3/m.h）

　　3、水密性能：≥4級（350≤△P＜500Pa）

　　4、空氣隔聲性能：3級（30≤Rw＜35）

　　5、保溫隔熱性能：≥7級（3.0＞K≥2.5W/m2.K）

　　第十八章項目實施計劃

　　第一節兼并重組整合項目工期

　　一、項目實施前期工作

　　山西金暉隆泰煤業有限公司兼并重組整合工程項目的實施是在嚴格按照煤炭工業基本建設程序要求的前提下，根據目前市場經濟條件，應以項目投資的綜合經濟效益為目標，以開采資源為約束條件，從實際出發，統籌考慮，綜合分析，編制出符合實際的建設順序。因礦井開拓準備巷道已建成，礦井施工準備工作主要圍繞采掘工作面施工來展開，應完成技術、物資供應、勞動力組織安排，以及道路、供水、供電、通信、場地排水和場地平整等工作，做好“五通一平”工作，以滿足施工需要。

　　此外，應在初步設計報告的基礎上抓緊做好礦井安全預評價、環境影響評價、地質災害和水土保持評價等技術性文件的報批。為工程下一階段設計、安全施工等工作提供可靠的依據。

　　結合井筒巷道形式和施工方法，確定礦井施工準備期為1個月。

　　二、礦井設計的移交標準

　　山西金暉隆泰煤業有限公司兼并重組整合工程項目以兩個回采工作面保證礦井設計生產能力，礦井移交生產時投產6號煤一采區6101普采工作面，和9號煤一采區9101綜采工作面。

　　礦井移交時應完成設計規定的全部井下和地面各系統，主要包括以下內容：

　　井下生產系統：設計規定的全部井巷工程量、工作面裝備以及與之配套的運輸、通風、供水、供電、通訊等系統；

　　地面生產系統：與生產能力相適應的為全部生產系統、輔助生產系統和公共設施；

　　完成設計所規定的全部井下和地面工程及與之相配套的設備及管線安裝，經全礦井聯合試運轉，驗收合格后移交生產。

　　三、項目實施進度安排

　　為了較為準確地反映礦井建設工期，設計采用了切實可行的井巷成巷進度指標并參照《煤炭工業礦井設計規范》，要求施工單位施工技術力量和裝備相對較強。具體指標如下：

　　斜井90m/月

　　立井80m/月

　　大巷200m/月

　　順槽300m/月

　　開切眼150m/月

　　四、礦井主要連鎖工程的確定

　　確定礦井建設井巷主要連鎖工程為：

　　主斜井→膠帶大巷、+1240軌道大巷→膠帶順槽→開切眼。

　　五、三類工程施工順序和施工組織的基本原則

　　1、三類工程施工順序

　　煤礦建設的特點是地面與井下聯合作業、同步進行。工程建設期間，應充分利用時間和空間，對礦建、土建、機電安裝三類工程與礦井配套工程進行合理安排，使三者緊密接合、交叉施工。

　　三類工程施工應按照以下原則：

　　1）以井巷工程為主，機電安裝工程服從于井巷工程工期。

　　2）土建工程除與井巷工程有關的以外,均應服從于機電安裝工程工期。

　　3）機電安裝工程和土建安裝工程除服從于井巷工程施工工期外，還應盡量考慮到勞動力的均衡使用。

　　2、施工組織的基本原則：

　　1）認真貫徹執行國家的各項建設方針、技術和經濟政策，在確保安全和工程質量的前提下，合理安排工程進度，努力做到早出煤、早達產，盡早發揮經濟效益，同時應做到井下工程與地面工程相適應，生產性建筑和生活福利設施的建設相適應，礦井建設與有關配套工程相適應。

　　2）合理安排施工順序，優選施工方案和施工方法，認真組織井巷、土建和機電安裝三類工程平行交叉作業和均衡施工，抓緊主要矛盾線和重點工程施工。

　　3）依靠科學技術進步，充分發揮第一生產力的作用，積極合理地采用和推廣國內外行之有效的先進技術和先進經驗，選用成套施工設備，提高機械化程度，提高勞動生產率。

　　4）合理安排勞動組織，盡量保持勞動力均衡，確保工程連續施工。

　　5）盡量利用永久設施施工，嚴格控制臨時工程、充分利用現有施工設備，提高機械設備利用率。

　　6）根據當地的具體條件，因地制宜、就地取材，積極采取措施，努力節約原材料，降低工程成本，節約建設資金。

　　六、建設工期預計

　　根據井巷工程施工進度圖表綜合排隊，當井下同時施工的隊伍為5個時，礦井達到移交生產標準時礦井建設總工期為21個月，其中：施工準備期為1個月，礦井井巷工程施工工期為18個月，設備安裝及聯合試運轉4個月（其中和井巷工程并行作業0.1個月）。礦井建設工期綜合進度見圖18-1-1。

　　第二節產量遞增計劃

　　本礦井的設計生產能力為900kt/a，以兩個個采區，兩個個回采工作面保證礦井生產能力。移交當年可達到900kt/a的生產能力，達產期一年。

　　第十九章技術經濟

　　第一節勞動定員及勞動生產率

　　山西金暉隆泰煤業有限公司兼并重組整合設計設計生產能力為900kt/a，根據《煤炭工業礦井設計規范》GB50215-2005規定，礦井生產人員出勤人數389人，地面工人在籍系數取1.35，井下工人在籍系數取1.45，則礦井生產在藉人數為545人，全礦井定員在籍總人數為593人。礦井全員效率為7.0t/工。詳見礦井勞動定員配備表19－1－1。

　　表19－1－1勞動定員配備表

　　序號工種出勤人數在籍系數在籍人數

　　第一班第二班第三班第四班小計

　　一生產工人10610610641359515

　　1井下生產工人888888413051.45442

　　2地面生產工人181818541.3573

　　二管理及技術人員99933030

　　生產人員小計11511511544389545

　　三服務人員1010103030

　　四其他人員6661818

　　合計13113113144437593

　　第二節建設項目資金概算

　　一、固定資產投資概算

　　概算投資范圍包括從籌建至達到設計生產能力前設計所規定的全部井巷工程、土建工程、設備及工器具購置、安裝工程和工程建設其它費用的投資、預備費、建設期貸款利息、鋪底流動資金按規定列入建設項目總資金。見表19-2-1。

　　表19-2-1礦井總概算表

　　順序單位工程或環節名稱概算價值（萬元）噸煤投資（元）占總投資比例（%）

　　井巷工程土建工程設備及工器具購置安裝工程工程建設其他費用合計

　　一準備工程

　　二井筒1144.610.00209.981354.5915.053.41

　　三井底車場巷道及硐室1663.671663.6718.494.19

　　四主要運輸道及回風道1519.24504.26100.432123.9323.605.35

　　五采區2311.847352.09508.2010172.13113.0225.61

　　六提升系統45.36675.26256.59977.2110.862.46

　　七排水系統193.5439.1847.60280.323.110.71

　　八通風系統22.47186.8221.95231.242.570.58

　　九壓風系統16.7772.20186.78275.753.060.69

　　十地面生產系統813.24467.44127.201407.8815.643.54

　　十一安全技術及監控系統291.42163.54454.965.061.15

　　十二通訊調度和計算中心88.4385.95174.381.940.44

　　十三供電系統68.00461.852196.941605.594332.3848.1410.91

　　十四地面運輸23.1020.9844.080.490.11

　　十五室外給排水及供熱67.30175.24679.42921.9610.242.32

　　十六輔助廠房及倉庫68.58192.2519.04279.873.110.70

　　十七行政福利設施273.05273.053.030.69

　　十八場地設施372.30372.304.140.94

　　十九居住區1121.641121.6412.462.82

　　二十環境保護及"三廢"處理34.82307.408.29350.513.890.88

　　廿一其他基本建設費用8930.858930.8599.2322.48

　　計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

　　廿二基本預備費(7％)431.96232.43858.06281.44625.162429.0526.996.11

　　小計7332.863552.9113427.974302.009556.0138171.75424.1396.09

　　廿三建設期貸款利息1552.621552.6217.253.91

　　項目建設總造價7332.863552.9113427.974302.0011108.6339724.37441.38100.00

　　噸煤投資(元)81.4839.48149.2047.80123.43441.38

　　占總投資比重(%)18.468.9433.8010.8327.96100.00

　　廿四鋪底流動資金1392.941392.94

　　建設項目總資金7332.863552.9113427.974302.0012501.5741117.31

　　二、概算編制依據

　　(一)工程量：依據設計提供的工程量表、圖紙、說明書及機電設備器材目錄。

　　(二)采用定額指標

　　1、礦建工程：采用中國煤炭建設協會2008年頒發的《煤炭建設井巷工程概算定額》（2007基價）、《煤炭建設井巷工程輔助費綜合定額》（2007基價）。

　　2、土建工程：執行煤規字〔2000〕183號文頒發的《煤炭建設地面建筑工程概算指標》（99統一基價）。

　　3、機電設備安裝工程：執行煤規字〔2000〕183號文頒發的《煤炭工業機電安裝工程概算指標》（99統一基價）。

　　(三)設備、材料預算價格及有關費用

　　設備價格：采用詢價、《煤炭工業常用設備價格匯編》（九九版）、《2009年機電產品報價手冊》。

　　材料預算價格采用《山西工程建設標準定額信息》2010年第2期，不足部分采用《煤炭工業安裝工程定額外材料預算價格》（九九版）。

　　設備運雜費：按設備原價的6%計算。

　　材料運雜費：安裝工程定額外材料按材料原價的8%計算。

　　備品備件購置費：按設備價值的1%計算。

　　（四）工程取費

　　礦建工程執行中煤建協字〔2007〕90號文頒發的《煤炭工程建設費用定額》，土建工程和安裝工程執行煤規字〔2000〕第48號文頒發的《煤炭工程建設費用定額》。見“費率計算表”。

　　(五)費用標準：執行中煤建設協字〔2007〕第90號文。

　　(六)基本預備費：執行中煤建協字〔2007〕90號文的規定，按7％計取。

　　三、項目投資分析

　　根據以上編制依據，計算出建設項目總資金為41117.31萬元，噸煤投資為441.38元。其中：已完成投資為1041.85萬元。新增投資為37646.41萬元，其中：井巷工程投資6170.90萬元；土建工程投資3320.48萬元；設備及工器具購置投資為12258.06萬元；安裝工程投資為4020.56萬元；工程建設其它費用投資為8930.85萬元；基本預備費投資為2429.05萬元；建設期間投資貸款利息為1552.62萬元；鋪底流動資金為1392.94萬元。詳見礦井總概算表。

　　四、資金來源及建設期貸款利息

　　根據國發[2009]第27號文的規定，項目總造價的70%擬采用銀行貸款，30%由企業自籌解決，建設期間投資貸款利率按銀行現行規定為5.76%。

　　即70%的銀行貸款為26303.49萬元，建設期貸款利息為1552.62萬元。30%的企業自籌資金為10826.41萬元。

　　項目建設期為24個月，根據施工進度安排逐年投資，計算建設期貸款利息。詳見表19-2-2。

　　五、項目建設總造價

　　項目建設總造價為固定資產投資與建設期貸款利息之和，

　　即：項目建設總造價=固定資產投資+建設期貸款利息

　　=38171.75+1552.62=39724.37萬元

　　噸煤投資為411.38元。

　　六、流動資金

　　項目達到設計生產能力時，所需的流動資金為4643.13萬元。其中30%的鋪底流動資金為1392.94萬元，余下的70%為貸款，即流動資金貸款為3250.19萬元。

　　七、項目建設總資金

　　項目建設總資金為項目建設總造價與鋪底流動資金之和，

　　即：項目建設總資金=項目建設總造價+鋪底流動資金

　　=39724.37+1392.94=41117.31萬元

　　表18-2-2投資資金籌措及使用計劃

　　序號項目年份第1年第2年第3年合計

　　1總投資額20149.1519575.224643.1344367.50

　　1.1已有固定資產投資1041.850.001041.85

　　1.2新增固定資產投資18720.8918409.0137129.90

　　1.3建設期利息386.411166.211552.62

　　1.4流動資金4643.134643.13

　　2資金來源20149.1519575.224643.1344367.50

　　2.1自有資金6345.565522.701392.9413261.20

　　其中:現有固定資產1041.851041.85

　　資本金5303.715522.7010826.41

　　用于流動資金1392.941392.94

　　2.2借款13803.5914052.523250.1931106.30

　　2.2.1長期借款13803.5914052.5227856.11

　　2.2.1.1本金13417.1812886.3126303.49

　　2.2.1.2建設期利息386.411166.211552.62

　　2.2.2流動資金借款3250.193250.19

　　第三節生產成本

　　生產成本主要依據煤規字(1996)第501號文有關規定并參考當地礦井實際生產成本進行計算。詳見表18-3-1。

　　1、材料：根據該礦井設計生產工藝，結合同類型礦井的實際生產成本，估算原煤材料單位成本為30.00元/t。

　　2、動力：根據設計提供的噸煤電耗及當地生產用電單價進行估算，即噸煤電耗為18.280kw.h，1.0元/kw.h，則動力單位成本為18.28元/t。

　　3、工資：根據礦井設計生產工藝，結合礦井的全員效率，估算年人均工資為60000元/人.年，則計算單位成本工資為：39.53元/t。

　　4、職工福利：根據文件規定，職工福利基金占成本工資的14％。

　　表18-3-1總成本費用估算表

　　序號項目名稱單位成本（元/t）總成本費用（萬元）

　　1外購原材料30.002700.00

　　2外購燃料及動力18.281645.20

　　3工資39.533557.70

　　4職工福利費5.53497.70

　　5修理費6.70603.00

　　6折舊費19.211729.34

　　7維簡費10.00900.00

　　8攤銷費12.341110.86

　　9地面塌陷補償費1.0090.00

　　10利息支出2.11190.14

　　11煤礦安全費15.001350.00

　　12其他費用39.693572.10

　　13煤炭可持續發展基金20.001800.00

　　14轉產基金5.00450.00

　　15環境治理恢復保證金10.00900.00

　　原煤生產成本小計234.3921096.04

　　經營成本小計188.2316940.70

　　5、修理費：根據初期固定資產原值計算。

　　6、折舊費：根據初期固定資產投資計算。其折舊辦法執行煤規字(1996)第501號文的規定，綜采綜掘設備8a，一般采掘設備按10a折舊，通用設備按15a折舊，地面建筑工程按40a折舊計算。

　　7、攤銷費：根據煤規字(1996)第501號文的規定，將礦井初期的一切無形及遞延資產按10a攤銷列入生產成本。

　　8、井巷工程基金及維簡費：根據煤規字（1996）第501號《煤炭工業建設項目經濟評價方法與參數》和晉財建[2004]320號文的規定，噸煤成本分別為2.50元和7.5元(其中：3.75元進入經營成本，另外3.75元用于還款)。

　　9、生產安全費；按噸煤15元/t計取。

　　10、地面塌陷補償費：按1.0元/t估算。

　　11、其他費用：按74.69元/t估列。

　　1）煤礦可持續發展基金按山西省人民政府令第203號文<山西省煤炭可持續發展基金征收管理辦法>執行。根據實際情況本礦產品為焦煤按20元/t×1.0調節系數計取。根據晉政發［2007］9號文規定：環境治理恢復保證金按10元/t計算，煤礦轉產發展基金按5元/t計算。

　　2）勞動保險等費用：勞動保險費、失業保險費、工會經費及職工教育經費按原煤成本工資額的52.2%估算，為20.64元/t。

　　3）進入經營成本的維簡費：為3.75元/t。

　　4）采礦權使用費：按2.3元/t計取。

　　5）礦產資源補償費：根據國務院1994年第150號令，按照原煤銷售收入的1%計算，為4.0元/t。

　　6）其他費用：參照鄰近礦井和實際生產資料，礦井按噸煤9.00元/t估列。

　　原煤生產成本為234.39元/t，經營成本為188.23元/t。

　　第四節技術經濟分析及評價

　　一、年銷售收入、銷售稅金及附加的估算

　　１、煤炭價格及銷售收入的估算

　　根據當地礦區近幾年的平均銷售情況，確定礦井原煤售價為400元/t（含稅價）。計算礦井年銷售收入36000萬元。

　　２、銷售稅金及附加的估算

　　本項目的銷售稅金及附加包括增值稅、資源稅、城市維護建設稅及教育費附加。增值稅：銷項稅17％，進項稅17％，城市維護建設稅按增值稅的1％，教育費附加按增值稅的3％分別計算。

　　資源稅執行財稅[2007]15號規定，按8.0元/t計取。

　　在正常年份計算銷售稅金及附加為5503.39萬元。

　　二、利潤、投資利潤率及投資利稅率的計算

　　根據以上參數計算生產期平均年利潤總額為8270.32萬元，所得稅后利潤為7050.43萬元。

　　年利潤總額

　　投資利潤率=──────×100％=18.64%

　　項目總投資

　　年利稅總額

　　投資利稅率=──────×100％=31.04%

　　項目總投資

　　三、技術經濟分析

　　根據煤規字（1996）第501號文的有關規定，對該項目進行經濟評價，評價結果見表19-4-1。

　　表19-4-1主要財務評價指標表

　　名稱指標單位

　　稅后內部收益率(全部投資)21.78%

　　稅前內部收益率(全部投資)26.44%

　　內部收益率(自有資金)66.15%

　　稅后投資回收期5.85年

　　稅前投資回收期5.27年

　　稅后財務凈現值(全部投資)33092.79萬元

　　稅前財務凈現值(全部投資)48995.12萬元

　　財務凈現值(自有資金)58605.67萬元

　　投資利潤率18.64%

　　投資利稅率31.04%

　　資本金利潤率62.36%

　　借款償還期(含建設期)5.18年

　　盈虧平衡點(產量的比例)56.95%

　　全部投資稅后內部收益率為21.78％，大于相應的基準收益率10％，稅后財務凈現值為33092.79萬元，大于零，表明本項目除能滿足行業最低要求外，還有盈余，且固定資產投資借款償還期(從借款開始年算起)為5.18a年，從財務報表各項經濟指標表明本項目具有較好的經濟效益。

　　第五節礦井設計主要技術經濟指標

　　主要技術經濟指標見表19-5-1。

　　表19-5-1主要技術經濟指標表

　　序號指標名稱單位指標備注

　　1井田范圍——

　　1.1南北長km4.675

　　1.2東西寬km2.115

　　1.3井田面積km27.6663

　　2煤層——

　　2.1可采煤層數層6

　　2.2可采煤層總厚度m

　　2.3首采煤層厚度（6/11號煤層）m0.78/2.58

　　2.4煤層傾角（°）5°~15°

　　3資源/儲量——

　　3.1設計可采儲量kt37750

　　4煤類—JM

　　6礦井設計生產能力——

　　6.1年生產能力kt/a900，凈增600

　　6.2日生產能力t/d2727

　　7礦井服務年限a26.8

　　8礦井設計工作制度——

　　8.1年工作天數d330

　　8.2日工作班數班4

　　9井田開拓——

　　9.1開拓方式—斜立混合開拓

　　9.2水平數目個3

　　9.3水平標高m+1320/1300/1240

　　9.4大巷主運輸方式—膠帶輸送機

　　9.5大巷輔助運輸方式—無極繩絞車牽引1.0t系列礦車

　　10采區——

　　10.1回采工作面個數個2

　　10.2掘進工作面個數個4

　　10.3采煤方法—綜采/普采

　　10.4主要采煤設備—

　　10.4.1采煤機型號/臺MG160-375W/MG100/240-BW

　　10.4.2支架型號/架ZZ4400/15/32

　　10.4.3刮板輸送機型號/臺SGZ630/220

　　11礦井主要設備—

　　11.1主井提升設備（帶式輸送機）型號/臺B=0.8m，Q=240t/h，N=200kW帶式輸送機/1

　　11.2副井提升設備型號/臺2JK-2.0/20

　　11.3通風設備型號/臺FBCDZ-10-№28B(C)型/2

　　11.4主排水設備型號/臺MD85-67×4型多級離心泵/3

　　11.5壓風設備型號/臺BLT-150A型螺桿式壓縮機/5

　　12地面運輸——

　　12.1準軌鐵路總長度m

　　12.1.1其中：專用線長度m

　　12.1.2站線長度m

　　13建設用地——

　　13.1用地總面積hm27.7

　　13.1.1其中：工業場地hm26.12

　　13.1.3礦井矸石堆放場地hm21.

　　13.1.3地面爆破材料庫hm20.65

　　14增地面建筑——

　　14.1工業建筑物與構筑物總體積m338467.03

　　14.2工業建筑物與構筑物總面積m23061.74

　　15人員配置——

　　15.1在籍員工總人數人593

　　15.1.1其中：生產員工389

　　15.1.2原煤人員305

　　15.2原煤生產率t/工7.0

　　16項目投資——

　　16.1建設項目總資金萬元41117.31

　　16.1.1其中：井巷工程萬元6900.90

　　16.1.2地面建筑工程萬元3320.48

　　16.1.3設備及工器具購置萬元12569.91

　　16.1.4安裝工程萬元4020.56

　　16.1.5其他費用萬元8930.85

　　16.1.6基本預備費萬元2429.05

　　16.1.7建設期貸款利息萬元1552.62

　　16.1.8鋪地流動資金萬元1392.94

　　16.2噸煤投資（16/6.1）元/t411.38

　　17原煤成本與售價—

　　17.1原煤生產成本元/t234.39

　　17.2原煤平均售價元/t400

　　18項目建設期—

　　18.1建設工期月21

　　18.2項目投產至達產的時間a當年

　　19財務評價主要指標——

　　19.1財務內部收益率%21.78稅后

　　19.2財務凈現值（ic）萬元33092.79稅后

　　19.3投資回收期a5.85稅后

　　19.4投資利潤率%18.64

　　19.5投資利稅率%31.04

　　19.6盈虧平衡點（%）%56.95

　　目錄

　　前言1

　　第一章井田自然概況及兼并重組整合前各礦現狀6

　　第一節井田自然概況6

　　第二節兼并重組前各礦現狀7

　　第二章兼并重組整合的條件12

　　第一節資源條件12

　　第二節外部條件35

　　第三節兼并重組整合條件綜合評述36

　　第三章井田開拓38

　　第一節井田境界及儲量38

　　第二節礦井設計生產能力及服務年限44

　　第三節井田開拓45

　　第四節井筒51

　　第五節井底車場及硐室52

　　第四章大巷運輸及設備55

　　第一節運輸方式的選擇55

　　第二節礦車57

　　第三節運輸設備選型58

　　第五章采區布置及裝備68

　　第一節采煤方法68

　　第二節采區布置84

　　第三節巷道掘進88

　　第六章通風和安全92

　　第一節概況92

　　第二節礦井通風95

　　第三節災害預防及安全裝備104

　　第七章提升、通風、排水和壓縮空氣設備124

　　第一節提升設備124

　　第二節通風設備136

　　第三節排水設備137

　　第四節壓風設備137

　　第八章地面生產系統137

　　第一節煤質及其用途137

　　第二節煤的加工137

　　第三節生產系統137

　　第四節輔助設施137

　　第九章地面運輸137

　　第一節概況137

　　第二節場外公路137

　　第十章總平面布置及防洪排澇137

　　第一節概況137

　　第二節總平面布置137

　　第三節豎向設計及場內排水137

　　第四節場內運輸137

　　第五節其它場地布置137

　　第六節管線綜合布置137

　　第七節場地綠化137

　　第八節防洪排澇137

　　第十一章電氣137

　　第一節供電電源137

　　第二節電力負荷137

　　第三節送變電137

　　第四節地面供配電137

　　第五節井下供配電137

　　第六節監控及計算機管理137

　　第七節礦井通信系統137

　　第十二章地面建筑137

　　第一節設計原始資料和建筑材料137

　　第二節工業建筑物與構筑物137

　　第三節行政、生活福利建筑137

　　第十三章給排水137

　　第一節給水137

　　第二節排水137

　　第三節室內給排水137

　　第四節消防及灑水137

　　第十四章采暖、通風及供熱137

　　第一節采暖與通風137

　　第二節井筒防凍137

　　第三節鍋爐房設備137

　　第四節室外熱力管網137

　　第十五章勞動安全衛生與消防137

　　第一節危害因素和危害程度137

　　第二節安全衛生措施137

　　第三節地面建筑防火措施137

　　第十六章環境保護137

　　第一節概述137

　　第二節環境保護與水土保持執行標準137

　　第三節項目建設和生產對環境影響137

　　第四節環境保護與水土保持措施137

　　第五節機構設置及環境保護投資137

　　第六節環境影響評價137

　　第十七章節能與節水137

　　第一節節電137

　　第二節節水137

　　第三節采暖供熱及空調制冷系統節能137

　　第四節主要機械設備節能137

　　第五節地面生產系統節能137

　　第六節建筑節能137

　　第十八章項目實施計劃137

　　第一節兼并重組整合項目工期137

　　第二節產量遞增計劃137

　　第十九章技術經濟137

　　第一節勞動定員及勞動生產率137

　　第二節建設項目資金概算137

　　第三節生產成本137

　　第四節技術經濟分析及評價137

　　第五節礦井設計主要技術經濟指標137

　　附錄：

　　一、委托書。

　　二、承諾書。

　　三、采礦許可證。

　　四、（晉）名稱預核內【2009】第008451號文“企業名稱預先核準通知書”

　　五、2009年12月9日，山西省煤礦企業兼并重組整合工作領導組晉煤重組辦發【2009】118號文《關于長治市山西汾西正新煤焦有限公司賈郭煤礦等3處煤礦企業兼并重組整合方案的批復》。

　　六、2010年7月28日，山西省煤炭工業廳以晉煤規發【2010】722號文《關于山西金暉隆泰煤業有限公司兼并重組整合礦井地質報告的批復》。

　　七、采空區積水、積氣、火區調查報告。

　　八、2007年9月18日，山西省長治市煤炭工業局長煤局規發【2007】596號文《關于沁源萬峰鐵水煤礦有限公司資源整合初步設計的批復》。

　　九、2008年5月10日，山西省長治市煤炭工業局長煤局規發【2008】208號文《關于沁源萬峰鐵水煤礦有限公司資源整合礦井開工建設的批復》。

　　十、供電協議

　　十一、救護協議

　　十二、購地協議

　　十三、2010年8月11日，山西省煤炭工業廳以晉煤瓦發【2010】784號文《關于山西金暉隆泰煤業有限公司礦井瓦斯涌出量預測的批復》。

　　十四、瓦斯鑒定批復

　　十五、煤層煤質、煤塵爆炸性和自燃發火傾向性檢驗報告。

　　附件：

　　一、機電設備目錄

　　二、概算書

　　附圖目錄