焦化一煤矿--开采设计方案

前 言

一 概述

1 矿井位置 隶属关系

焦化一矿位于贵州省火铺镇境内，属于火铺矿烂泥菁井田（原火铺镇北部），隶属于盘县煤炭工业管理局管辖。

大火公路由该矿通过，距320国道50km，距红果火车站13km，交通十分方便。 2 设计任务来源

贵州省盘县火铺镇焦化一矿的委托。 3 编制报告的依据

（1）盘江矿务局火烧铺矿地测科提供的《盘县焦化一厂矿井地质报告》（2000.7）。 （2）《煤矿工业小型煤矿设计规定》（1992）。 （3）《煤矿安全规范》（2001）。 4 本方案设计指导思想

优化系统 规范开采 强化安全 提高工效 注重环保及职业卫生。

二 矿井建设综合评价

1 矿井开拓方式

矿井采用斜井开拓。以一个采区二个走向长壁工作面保证产量。本方案优化原有系统，在提高可靠性、安全性的基础上，提高了矿井生产能力。工作面采用液压单体支柱配合铰接顶梁支护顶板，放炮落煤，人工辅助装煤。

工业广场设在井口附近。 2 资源可靠性评价

井田范围内有5个钻孔，均见煤，井田资源可靠、煤层较稳定，地质构造已查清，开采条件中等。

3 用户

原煤主要销往云南及本地民用，市场较好。 4 外部协作条件

矿井和外部有多条公路相连，距320国道和贵昆铁路盘西支线较近。矿井交通十分方便。

矿井所需的电源现已形成。 矿井生活、生产用水系统已经形成。 总之，本矿井的外部协作条件比较优越。 5 开拓方案的主要技术经济指标： （1）设计生产能力：6~15万吨/年； （2）全员效率：2.0t/z；

（3）井巷工程量：总长3456m。其中：岩巷430m；半煤岩巷2630m；岩巷120m。 （4）劳动定员： 210 人； （5）项目总投资：520 万元； （6）建设工期：14 个月；

（7）投资回收期：税前：1年；税后1.5年。 6 综合评价

煤层赋存稳定，地质构造已查清，水文地质条件简单，用户可靠，市场潜力大，为矿井建设提供了一定条件。矿井提高产量后具有较好的经济效益和社会效益。

7 存在的问题 小窑开采情况不清楚。 8 建议

（1）若采掘至邻近小窑，采空区时，应加强探放水工作，做到“有疑必探，先探后掘”。按规定留设安全煤柱。

（2）有条件时应考虑煤炭的深加工，就地增值，同时也提供更多的就业机会。 （3）本矿若有与本方案中技术指标相类似设备，亦可使用，以节省投资。 （4）地面建 构筑物必须留设足够的安全保护煤柱。

第一章 井田概况及地质特征

第一节 概 况

一 交通位置

焦化一矿位于火铺矿烂泥菁井田的北五采区境内。有大板至火铺的方镇公路穿过半矿，在火铺与320国道相接。距火铺5km，，距红果火车站13km，交通方便。见交通位置图（图1—1—1）。

二 地形地貌

焦化一矿煤矿井田属构造——剥蚀山地地貌，发育单面山。北西部由峨眉山玄武岩组地层构成坡，南东部由三叠系地层构成剥蚀坡，在构造坡与剥蚀坡之间由龙潭组地层组成不对称的单斜谷地。单面山与单斜谷地走向与地层走向一致，呈北东延伸。井田属中切割的中山地形，地面多被第四系坡积物覆盖。井田内总体地势东南部高，西北部低。最高点位于东南边界偏南部，标高+1922m左右，最低点位于煤矿北东边界中部，标高+1737m左右，相对高差185m。

三 水源条件

焦化一矿在多年的生产中，已经逐步形成了生产 生活供水系统。系统可靠。

四 电源条件

电源已形成。一路来自火铺矿6KV转供电，拟新建一路，即由当地农网“T”接至矿井变电所。矿井现有的柴油发电机组备用。

五 煤炭运销及经济效益

目前本矿原煤主要销往云南及当地民用，供不应求，煤价看涨。煤矿经济效益较好。

第二节 地质构造及煤层特征

一 地层

井田内及其邻近出露地层有二叠系上统峨眉山玄武岩组至三叠下统飞仙关组，现从老到新分述如下：

1 二叠系上统（P2） 峨眉山玄武岩组（P2β）

出露于西北部外围。总厚度约345m。根据岩性特征分四段，从下而上为： 第一段（P2β1）深灰色及灰绿色拉斑玄武岩玄武岩及伊丁玄武岩，夹紫色凝灰岩。厚约180m。

第二段（P2β2）深灰色及绿灰色凝灰岩，凝灰质角砾岩及火山砾岩，夹玄武岩。下部为不稳定的含煤段，由紫色凝灰岩 铝土质泥岩、泥岩、炭质泥岩及煤层组成，含0~4层不稳定薄煤层。厚约98m。

第三段（P2β3）灰绿色、灰色致密的凝灰质角砾岩、火山砾岩及玄武质火山砾岩。厚度34~67m，平均50m。

第四段（P2β4）绿灰色、紫色凝灰岩、凝灰质泥岩及凝灰质粉砂岩，岩性疏松易碎。厚度9~27m，平均17m。

与上覆龙潭组呈假整合接触。 龙潭组（P2L）

为井田内含煤地层，厚度194~245m，平均224m。岩性由细碎屑岩、泥岩、煤层组成，夹似层状、结核状菱铁矿。底部有一层厚1~3m的铝土岩或铁铝岩。根据岩性分下 中 上三段。

下段（P2L1）龙潭组底界（铝土岩与铝岩底界）~24号煤层顶界。平均厚度50m。 中段（P2L2）24号煤层顶界~12号煤层顶界。平均厚度90m。

上段（P2L3）10号煤层顶界~龙潭组顶界（1号煤层顶板）。平均厚度100m。 该煤矿现开采煤层属龙潭组中 、上段煤层。 2 三叠系下统（T1） 飞仙关组（T1f）

出露于井田东南部及外围的大部地段，以砂岩为主夹泥岩。一般厚度524m。下部为灰绿色夹紫色的细砂岩、粉砂岩、泥质粉砂岩及粉砂质泥岩。底部20m左右为灰绿色粉砂质泥岩或泥质粉砂岩。平均厚度145m；上部俗称紫色层，为红紫色、暗紫及紫色泥岩，粉砂岩，含白色蠕虫状方解石。夹多层细砂岩，并常夹有绿色砂质条带及白色灰岩条带。含瓣鳃类动物化石。平均厚度379m。

3 第四系（Q）

仅见全新统，在井田内不甚发育。为残积、坡积、洪积及冲积物，由砂土、粘土及砾石组成。厚度0~40m，一般10m左右。

与下伏地层呈不整合接触。

二 构造

地层总体走向NE，倾向SE，倾角28~35°，一般32°。矿井北部有与煤层走向斜交的一逆断层（F烂2），其倾向128°，倾角32°左右，断距12~15m。对矿井回采有一定影响。矿井底部+1650m水平有F烂18正断层，对矿井回采有一定影响，但影响程度不大。

三 煤层

龙潭组含煤层28~49层，一般38层，含煤总厚24~43m，平均34m，平均含数系数15%。煤层总体走向NE，倾向SE，倾角28~35°，一般32°

本煤矿主要开采煤层情况简述如下： 1号煤层：

属中厚煤层，全层厚度0.77~2.72m，一般为1.50m。含夹石1~3层，结构简单，比较稳定。

3号煤层：

属中厚煤层，全层厚度0.58~3.24m，一般为1.95m。含夹石0~1层，结构简单，对比可靠。

5号煤层：

全层厚度0.61~2.14m，一般为1.40m。含夹石0~2层，结构简单，对稳定。 7号煤层：

全层厚度1.53~2.72m，一般为2.14m。含夹石1层，结构简单，对稳定。 10号煤层：

全层厚度0~3.27m，一般为1.56m。含夹石0~2层，不稳定。 12号煤层：

属中厚煤层，全层厚度1.04~4.13m，一般为2.58m。含夹石1层，结构简单，稳定。 14号煤层：

全层厚度0~6.28m，一般为2.27m。不稳定。 17号煤层：

属中厚煤层，全层厚度1.22~5.31m，一般为3.26m。结构简单，全层稳定。 20号煤层：

全层厚度0.60~3.16m，一般为1.44m。含夹石0~3层，结构简单，较稳定。 24号煤层：

属中厚煤层，全层厚度0~2.83米，一般为1.23米。结构简单，较稳定。

四 煤质

煤种为气肥煤。其中12# 17#为肥煤。呈沥青光泽，树脂光泽。详见煤质特征表。 表1-2-1。

五 顶底板岩性

1#、3# 、7#等煤层的顶底板岩性主要是粉砂岩，岩性基本稳定。 10# 、17#煤层顶底板层间滑动较明显。

六 瓦斯 煤尘和煤的自燃倾向及地温

瓦斯：

井田内煤层的瓦斯含量均较高。属高瓦斯矿井。 煤尘：

井田内煤层均有煤尘爆炸危险性。 自燃：

10# 、17#煤层自燃发火指数为四类（不自燃）。其他层不详，建议生产时补作。 地温：

井田内无比温异常现象，属地温正常矿井。

七 矿井水文地质特征

井田内龙潭组和飞仙关组下段主要由砂泥岩组成，该地层含浅部风化裂隙水，有泉点出露，愈往深部含水性愈微弱。井下煤层巷道中，顶板见有淋水及滴水现象。第四系主要为坡积物、残积物，厚度一般10m左右，透水性强，有泉点出露，泉水流量动态变化大，主要受大气降水的控制。

综上所述，本井田属以大气降水为主要补给来源的裂隙充水砂床，水文地质条件简单。

第三节 勘探程度及可靠性

1966年贵州省煤田地质局159队提交了《火铺矿井北段（烂泥菁）煤矿地质最终报告（精查）》。

2002年7月，盘江矿务局火烧铺矿地质测量科提交了《盘县火铺焦化一厂矿井地质报告》

从上述地质工作可以得出本矿井资源较可靠，煤层赋存较稳定，求获的地质储量比较可靠。

建议在今后的巷道掘进和回采过程中，认真做好地质编录，并整理成生产地质报告，指导生产。

第二章 井田开采

第一节 井田境界及储量

一

井田境界

拐点 1 2 3 4 5

X 2842423 2843272 2843272 2842030 2842414

Y 443276 443054 442754 442260 442130

矿界范围拐点坐标如下：（北京坐标系）

形状为一较规则的四边形，走向长1.330~1.470km，倾向宽0.590~0.780km，面积约0.96km2。

二 储量

1 储量计算范围及工业指标

参加储量计算的煤层：1、3、5、7、12、17、24共7层煤。

储量计算范围：西为煤层露头风氧化带下界及采空区边界，北 南以井田边界为界，东为煤层底板等高线+1660m标高。

工业指标：计算能利用储量。井田内煤层倾角大于25°，根据一般地区炼焦用煤储量计算标准，能利用储量煤层的最低可采厚度为0.60m，最高可采灰分为40%。根据盘县煤田以往勘探资料，本井田煤层露头风氧化带下界确定为垂深15m。

2 储量计算方法和参数

采用地质块段法在煤层底板等高线及储量计算图上以煤层真厚度和斜面积进行储量计算。

各煤层均采用井下可见厚度的一般值。

煤层厚度 容重详见矿井储量计算表2—1—1。

表2—1—1

储 量 计 算 表

预留的村寨保护煤柱，因村寨已搬迁，可转入可采储量。可采储量为： 347.7+141.08=488.78（万t）。永久煤柱损失为：138.83万t。

第二节 矿井设计生产能力及服务年限

一 矿井工作制度

矿井设计按年工作日330d计算，每天三班作业，每班8h，每天净运输时间为14~18h。

二 矿井设计生产能力及服务年限

1 生产能力

设计规模为15万t/a。该能力是通过对优化生产系统，提高生产技术装备水平，合理采掘部署来到达。

2 可采储量

可采储量=（保存储量－永久煤柱损失）×采区回采率

经计算，本矿井永久性煤柱损失138.83万t，采区回采率取85%，可采储量为488.78万t。

3 服务年限

服务年限=可采储量/（井型×储量备用系数） 储量备用系数取1.3，则： 服务年限=488.78/（15×1.4） =23（年）

根据计算结果，矿井服务年限为23年。《煤炭工业小型煤矿设计规定》改选，扩建井设计服务年限可适当缩短（新建为25a）。

第三节 井田开采

一 开拓方案

根据矿区范围内地形地貌和煤层赋存条件以及现存的开采状况，确定本矿开采方案为斜井开拓方式。

主斜井沿7#煤层底板掘进至+1655m水平后，作集中运输石门揭开1# 、3#、5#、7# 煤层并与运输上山，回风上山相连形成系统。详见主斜井断面图（图2—2—1）。主斜井标高+1725m，倾角27°，落平后以石门揭露各煤层。开采顺序之上而下，即：1＃→3＃→5＃→24＃。

矿井采用抽出式通风。支护方式详见回风上山断面图（图2—2—2）。 保留3#主井，主要用作排水，辅助提升，减轻矿井主提升的压力。

三 井筒装备与布置

均利用原有井简改造。 1 主斜井

长240m，倾角24°，主要用于运煤、运材料、进风、排水、铺设管线和进出人员，铺设22kg钢轨，混凝土轨枕，提升较车，井简口50m砌碹，其他采用锚喷支护。井口标高+1746m。

2 回风井

长240m，倾角32°。主要承担采区回风。 井简特征见表2—3—1。 表2—3—1

井 简 特 征 表

四 采煤方法

1 采煤方法

走向长壁采煤法。采面可调成伪倾斜。 2 支护及顶板管理

工作面采用单体液压支柱配铰接顶梁支护。支柱排距1.0m，柱距0.8m，“三五”排支护，最大控顶距5.2m，最小控顶距3.2m。

全部陷落法管理顶板。 3 落煤及运输方式

钻眼爆破法落煤。工作面煤自溜。 4 工作面长度及年推进度

根据煤层厚度，结合工作的技术装备和矿井管理水平，确定工作面长度平均为50m，工作面回采率97%，年推进度1100m。

年生产能力=回采产量+掘进煤

=（50×2×1.4×1100×0.95）+6000 =146300+6000

=152300（t/a） ≈15（万t/a）

五 采区巷道布置

详见采掘工程及巷道布置平 剖面图（图1）。

采区内煤流方向：工作面→运输顺柱→运输上山（自溜）→井底煤仓→集中运输石门→主斜井→地面。

材料流向：地面→主斜井→井底车场→集中运输石门→回风上山→各用料点。

或：地面→辅助上山→回风上山→各用料点。 回采工作面设备配备见下表。 表2—3—2

回采工作面主要设备配备表（双面）

采区矸石及辅助运输：掘进矸石经回风上山→集中运输石门→主斜井→地面排矸场。

六 巷道掘进

1 巷道断面及支护形式

根据各类巷道的不同用途，满足运输 管线敷设 通风及行人安全的要求，确定其断面形式及大小，根据巷道服务年限及围岩岩性，决定其支护方式。

主斜井 采区回风井的地表50m以及引风道为半圆拱形断面，采用料石砌碹支护，主斜井其它段采用锚喷支护。集中运输石门采用锚喷支护。煤巷及半煤岩巷采用11#工字钢架棚支护。

2 巷道掘进进度指标

巷道掘进均采用钻爆法，具体掘进进度指标详见井巷工程进度表2—3—3。 表2—3—3

井巷工程进度表

3 掘进工作面数目及配备

设二个掘进头，掘进工作面设置配备详见表2—3—4。 表2—3—4

掘进工作面主要设备配备表（2个掘进头）

4 采掘比和矸石率预计

矿井投产时，以二个炮采工作面，二个掘进工作面达到设计生产能力，矿井采掘比例为1：1。预计矸石比例为年煤量的6%，即0.9万t/a。

5 井巷工程量

移交时井巷工程量，总长 3456m。其中：岩巷430m，半煤岩2630m，岩巷120m。

6 移交时的“三量”及可采期

煤量（万t） 可采期

开拓煤量：102.87 5.28a 准备煤量：43.22 2.22a 回采煤量：14.41 8.86月

移交时的“三量”及可采期符合要求。

第四节 施工工期

一 施工准备

由于本井的外部协作条件优越，设计考虑施工准备期2个月。

二 技改工期

经计算分析，开工后12个月，可完成全部工程，即总工期为14个月。

第五节 通风与安全

一 矿井灾害简述

地质报告的瓦斯等级为超级瓦斯矿井；煤尘有爆炸危险性；煤层按有自燃发火倾向管理。井田内无地温异常现象，属地温正常矿井。

井田内水患主要以大气降水为主要补给来源的裂隙充水，老窑采空区积水及岩层间的层间水，本矿井水文地质条件较简单。但开采时应加强探放水工作，并采取相应的处理措施。煤层顶板条件较好，底板一般，局部地段遇水有底鼓现象。

二 矿井通风

（一）通风方式及通风系统的选择

本矿井划分为一个水平，一个采区，采用抽出式通风方式。 通风风路为：

主斜井→井底车场→集中运输大巷→运输顺槽→工作面→回风顺槽→回风井→引风道→地面。

（二）矿井风量负压计算 1 风量计算

（1）按最大班下井人数计算 Q=4×N×K 其中：4——每人需风量；

N——最大班下井人数，162人； K——风量备用系数，取1.45；

计算得：Q=4×N×K=4×162×1.45=939.6m3/min =15.66m3/s

（2）按各需风地点实际需用风计算：

矿井风量：Q=（EQ采+EQ掘+EQ硐+EQ其它）×K矿

式中：EQ采——采煤工作面所需风量之和，本井以二个炮采工作面达产，配风10m3/s

×2=20m3/s。

EQ

掘

——掘进工作需所需风量之和，本井布置二个掘进工作面，配风3m3/s

×2=6m3/s。

EQ硐——各独立供风硐室所需风量之和，2m3/s。 EQ其它——其它行人和维护巷道所需风量之和。 按（EQ采+EQ掘+EQ硐）的10%计算，则： EQ其它=（20+6+2）×10%=2.8(m3/s)

所以，Q=（20+6+2+2.8）×1.15=35.42(m3/s)，取36m3/s。 经以上计算，矿井供风量取最大值36m3/s。

2 负压计算

根据各用风点风量分配服务范围，本矿困难时期（计算至采区深部边界），矿井总风量36m3/s。负压为551.33Pa。详见矿井通风困难时期阻力计算表2—6—2。

（三） 矿井等级孔

按下公式计算：A=1.19Q/h0.5 。容易时期：A易＝1.19x36/444.490.5=2.03， 困难时期：A难＝1.19x36/551.330.5=1.82。

三 通风设施

1 通风设施

为保证各采 掘工作面的风量并使风流按规定流动，在风流流动的路线中设置存风门等通风构筑物。为防止爆炸性气体冲击主扇，在回风斜井井口设置防爆器。矿井主扇设有反风装置，在必要时可进行全矿井反风；引风道与回风井的夹角为30~45°，引风道的长度比引风道开口至防爆门距离长10~15m。 2 防止漏风措施

风门等通风构筑物应设置在围岩坚固稳定的通道中，并加强管理，经常检查维修。 3 降低风阻措施

（1）砌碹巷道应尽可能光滑，力求使巷道光滑平整，以降低风阻。

（2）在容易产生局部阻力地点，应尽量减少局部阻力。巷道连接边缘应做成斜线或圆弧型，巷道转弯处应尽量避免直角转弯或小于90度转弯，并将转弯处内外侧按斜线或圆弧型施工，必要时应设置导风板。

（3）在日常通风管理中，应避免在主要巷道长期停放矿车、堆杂物，巷道应随时修复，保证完整并有足够的有效通风断面，以利风流畅通。

安全部分详见第四章。

第三章 矿井主要设备选型

第一节 提升设备

一 提升方式

该矿井生产能力为15万t/a，斜井开拓。在主斜井地面设置一套提升设置作单钩串车混合提升，完成煤 矸石 设备和材料的提升 下放运输。

二 设计依据

1 主斜井提升斜长240m，倾角24°。

2 工作制度：每年工作330天，每天三班提升。

3 运输量：煤为152t/班、矸石为10t/班、材料为4车/班。

4 运输容器：采用容量1m3侧卸式矿车，自重600kg，材料车MC1—6B，自重511kg。

5 车场：井下为双道起坡车场，井上为平车场； 6 每天提升时间：18h。

三 选型计算

1 提升斜长L=240（m） 2 一次提升循环时间T（s） T=2×L/Vm+90

式中：Vm—初选提升速度，取2.5m/s。 则：T=2×240/2.5+90=282（s）

3 一次提升量和矿车数确定（根据矿井年产量要求计算） （1）小时提升量AX（t/h） 1.25×1.2×A

AX=330×

18

式中：A—矿井年产量（t/a）；

1.25—提升不均衡系数； 1.2—提升能力富裕系数； 330—年工作日数； 18—日工作小时；

AX=(1.25×1.2×150000)/(330×18)=37.88(t/h) （2）一次提升量Q（t/次） 每小时提升次数： n=3600/230=15.65（次） 每次提升量 Q=AX×T/3600 =37.88×230/3600 =2.42(t/次) （3）一次提升的矿车数

Z1=Q/(ψγVc)=2.46(0.9×0.9×1)=3.04(辆) 式中：

ψ—装载系数，取0.9 γ—煤的散集密度，取0.9 Vc—矿车容积，1m3

Z1取4。即一次提升煤车4个或2个矸石车。

四 提升钢丝绳选择

（1）绳端荷载Qmax

Qmax=Z1(G1+G2)(sinα+f1cosβ)+PL0(sinα+f2cosβ)

=4×(600+1000×0.9)(sin24°+0.015cos24°) +1.524×280(sin24°+0.3cos24°) =6000×0.42043+426.72×0.6808 =2813（kg）

式中：P—钢丝绳每米质量（kg/m） G1—容器自重，kg G2—货载重量，kg β—井筒倾角

f1—容器运行时的阻力系数，f1取0.015 f2—钢丝绳运行时的阻力系数，f2取0.3 L0—钢丝绳斜长=提升斜长+过卷斜长（m） （2）验算

只考虑提物料，选用6×7同右—20.5—255—特钢丝绳，其直径为d=20.5mm。 按正式进行验算：

QZ

m=———————————————————— Z1(G1+G2)(sinβ+f1cosβ)+PL0(sinβ+f2cosβ) =24700/2813 =8.78>6.5

式中：m—计算的安全系数； QZ—破断拉力总和：24700kg

计算得：m=8.78>6.5，符合安全要求。此钢丝绳没有考虑提人，只考虑提物。

五 提升绞车选型计算

1 选型

根据以上计算，主斜井选用GKT1.6×1.2－24型提升绞车，其绳速2.5m/s，最大净张力Fe=45KN。电机功率W=110kw，配套电控设备。一次提升3煤车或1个矸石车。

2 提升绞车强度验算 按正式进行验算：

Fe>(Z1(G1+G2)(sinβ+f1cosβ)+PL0(sinβ+f2cosβ)/1000 =2813×9.8/1000=27.56(KN) 提升绞车强度满足要求。

3 电机功率验算

Qmax×VmP= 1.02×η×1000

=(2813×9.8)×2.5/(1.02×0.9×1000) =75

W>P. 所选电机满足要求。

第二节 通风设备

本矿为高瓦斯矿井，采用分区抽出式通风方式，当矿井初期风压和风量较小时可调节风机叶片安装角度，满足矿井通风要求。反风时采用风机反转反风。

一 主扇设计依据

1 矿井困难时期最大风量Qk=36m3/s。 2 最大阻力：h1=551.33Pa

见矿井通风困难时期阻力计算表2—6—2。 表2-6-2

矿井通风困难时期阻力表

二 主扇选型计算结果

1 扇风机风量Qb=1.05×36m3/s=37.8m3/s

2 扇风机全压h全=h1+（h自+h扇速+h联）=551.33+211=762.33（Pa） 3 电机功率（Pd）：

K×Q×h

Pd=

102×η1×η2×9.8

=(1.15×37.8×762.33)/(102×0.8×0.85×9.8) =48.75(kw)

4 选用K66No18.75型防爆轴流式通风机二台，一台工作，一台备用。电机功率55KW，风量10~130m3/s，负压600~3600Pa。

第三节 排水设备及排水系统

一 设计依据

1 涌水量：30~50m3/h

2 排水垂高：主斜井井口标高+1746m，井底设置水仓，标高+1660m。排水垂高为：86m。

二 选型计算

水泵排水能力

BB=1.2×Q大=1.2×50=68(m3/h) 水泵扬程

HB=Hg/hg=(86+5.5)/0.9=101.66（m）

三 选型计算结果

根据QB和HB选择额定值水泵，型号：4DA—8离心泵。 扬程127.8m，额定流量72m3/h。 配备电机55kw，380v防爆电机。

配备二台水泵，一台工作，一台备用。

排水管选用YB234—63φ114×4型钢管。排水管经由主斜井至地下污水处理池。 四

排水系统

在辅助上山井底设置水仓，标高+1660m，容量按4～8小时正常涌水量计算为8x30=240m3/h。设两个相同容量的水仓，以便沉淀、清污。 实际生产中如果涌水量超过设计值，应按实际重新计算。

第四章 安全措施（大纲）

第一节 矿井灾害综述

根据资料，本矿的主要灾害有：

瓦斯：井田内煤层的瓦斯含量较高。属高瓦斯矿井。

煤层自燃：井田内12＃、17＃煤层不自燃，其他煤层不详。应按有煤层自燃进行管理。

煤尘爆炸性：井田内煤层均有煤尘爆炸危险性。

矿井水文地质：本矿井属以大气降水为主要补给来源的裂隙充水矿床，水文地质条件简单。

顶、底板：井田内各煤层顶板大多为粉砂岩、泥质粉砂岩，属较稳定顶板。底板多为泥岩、粉砂岩和页岩，较不稳定。

第二节 安全方案综述

一

瓦斯防治方案

1 该矿井按高沼气矿井进行管理。

2 矿井通风应可靠，防止瓦斯超限和瓦斯积聚。要严格按《煤矿安全规程》和《防治煤与瓦斯突出细则》对人员下井机电设备、照明用具等进行管理。打开密闭或接近老窑采空区时，要按照事先制定并经批准的安全技术措施操作，以排除积聚的瓦斯。安全管理方面要随时掌握瓦斯涌出量的变化，及时处理存在的瓦斯隐患。

3 通风系统必须按设计进行配置，以保证充足的风量。此外，必须按设计配备化学氧自救器，瓦斯检定器，便携式瓦斯检测报警器等。要按要求配备专职安全检测人员，保证通风管理和瓦斯监测管理。应根据井下瓦斯涌出量变化情况及时调整风量，防止瓦

斯事故发生。

二 防止水灾方案

本矿主要水患是老窑积水和地表水，矿井生产中应加强对老窑水探放，杜绝隐患，在回风巷水平施工时更应注意原有小窑积水，揭断层时亦应加强探放水工作，雨季来临时，应及时采取地面综合性防排水措施，严防地表水渗透到井下。在水塘和良田的下方必须留足保安煤柱，并不得回采，且巷道通过时必须采取切实有效的支护。

三 预防顶底板灾害方案

本井口煤层顶板较为稳定，生产中应加强支护管理；底板由于遇水易膨胀，造成底鼓，在底板管理中应消除积水危害。

四 防尘方案

设计采取综合防治方案，回采工作面放炮落煤后应加强通风，煤尘排净后方可进入工作面作业，尽可能进行洒水，降低浮尘。掘进工作面采用湿式凿岩，尽可能喷雾洒水，掘进工人均配备防尘口罩。在所有粉尘较大的作业点应尽可能采取喷雾洒水等降尘措施。

五 防止煤层自燃方案

本矿井煤层按有自燃发火倾向进行管理。

为确保安全，应配备CO监测器，随时监测采空区CO浓度，一旦浓度超限，应采取通风 洒水等措施以防止煤层自燃的发生。

六 矿井救护方案

依托盘县组建矿山救护队或本矿组建矿山救护小队，并按相应技术装备标准予以配备。

第三节 矿井主要安全措施及安全选型

一 安全措施

1 为保证各采掘工作面和硐室的风量，并使风流按规定方向流动，在风流流动线路中设置有风门等构筑物。风门等通风构筑物的设置应坚固、稳定，并加强通风管理，及时进行检查与维修。为防止爆炸性气体爆炸时冲击主扇，在回风井口设置防爆门。矿井主扇设有反风装置，必要时可进行全矿井反向通风。

为降低风阻，砌碹表面应尽量光滑平整，巷道连接处应做成斜线或圆弧形，巷道拐弯处应尽量避免直角转弯或小于90度转弯，并使其内、外侧施工成斜线或圆弧形，必要时设置导风板。主要巷道中应避免停放矿车、堆放杂物，以利风流畅通。

2 建立健全安全生产责任制，安全目标管理制度，安全隐患排查制度，安全检查制度等，并制定安全技术计划，对职工进行安全培训，未经培训不得上岗，特种作业人员必须持证上岗。

3 必须购买和使用经过安全检验并取得煤矿专用产品安全标志的设备。 4 入井人员必须戴安全帽，随身携带自救器和矿灯，严禁携带香烟及点火物品及穿化纤衣服 喝酒下井作业。

5 斜井必须设置躲避硐室及防滑、防跑车装置，井巷交叉地点须设置路标，安全出口须经常清理和维护。

6 绞车信号等应由专职信号工发送，作业人员应熟悉其信号。

7 井下作业场所邻近小窑采空区附近时，应做到有疑必探，先探后掘。防止出现透水事故。

8 采煤工作面遇到顶板松软或破碎、过断层、过老空区 、过煤柱以及冒顶区时，均应制定安全技术措施。

9 严格执行敲帮问顶制度。

10 煤层进行分层开采时，下分层必须在再生顶板稳定区域进行回采，保证作业

安全。

11 采空区、原有老巷以及作废巷道应及时密闭。 12 安全监控设置须定期调试和校正。

13 地表水体、断层、老窑采空区与邻近井田的人为境界必须按设计留设隔离煤柱。

14 爆破作业必须编制爆破作业规范，并遵守煤矿安全规程的有关规定。

二 抢救事故措施

1 瓦斯 煤尘爆炸事故的抢救

（1）组织救护队探明事故性质、地点和范围，由矿有关领导作出反风、限风或维持原通风系统的决定，防止第二次瓦斯爆炸。

（2）全力以赴抢救伤亡人员，尽快恢复被破坏的设备和通风设施，及时组织救灾所需设备 器材。

（3）发生瓦斯和煤尘爆炸时，所有灾区或受灾区威胁的人员积极进行自救和互救，立即佩带好自救器沿避灾线路、迎着新鲜风流方向撤离现场。

2 水灾事故抢救

一旦发生突水事故时，现场人员应迅速往高处走，由回采工作面回风顺槽→采区回风上山→回风井口安全出口撤离。

3 火灾事故的抢救

（1）迅速查明火灾地点，灾区人员立即戴好自救器，迎着新鲜风流方向撤离现场。 （2）切断火区电源，采取措施防止火灾向有人的方向巷道蔓延，积极抢救伤亡人员。

（3）根据火区地点决定井下通风系统是否改变。 （4）火灾初期立即组织力量灭火。 4 冒顶事故的抢救

（1）发现冒顶预兆来不及处理时，人员必须迅速撤离险区。

（2）探明冒顶区范围、受害人数及可能所在位置，并决定抢救处理办法。 （3）迅速恢复冒顶关闭区的正常通风，如一时不能恢复，则必须利用压风管 水管或打钻向埋压和堵截人员供给新鲜空气，必要时向遇难人员处开凿小巷道。

（4）在抢救处理中，必须有专人检查与监视顶板情况，防止二次冒顶。 （5）抢救中遇到大块石，严禁采用爆破方法处理。

三 灾害预防和处理

1 组织职工认真学习煤矿安全规程、技术操作规程、作业规程和灾害防治计划，树立安全第一的思想。

2 矿领导和安全部门要认真检查灾害防治计划的落实情况。 3 必须有经过批准的下列图纸：

矿井地质和水文地质图； 井上下对照图；

采区巷道布置及机械配备平剖面图； 矿井通风系统图； 矿井通风网络图； 井下运输系统图； 安全监测装备布置图； 各种管路系统图；

井上下供电 通讯系统图； 井下避灾线路图；

矿井生产监控、监视、监测系统图； 安全监测系统井下传感器布置图； 3 严格执行煤矿安全规程的有关规定。

四 机构设置及人员配备

1 安全机构的设置

要按照《煤矿安全规程》规定和有关规定建立健全安全管理和监督机构，服从上级安全管理和监察机构的监督与管理，并按规程和设计配备相应安全监督管理人员。

2 加强安全装备的检查、维护和保养，确保设备正常工作。 3

加强安全责任、安全目标管理、安全隐患排查制度

4 加强安全培训。

从事煤矿生产建设的职工均应强制性进行安全技术培训，经考试合格并取得《安全资格证书》方可上岗。矿领导应掌握矿井灾害预测、预防处理的应急措施，工人应掌握本岗位操作规程及有关设备、仪器、仪表的安全操作及故障排除以及矿山救护 创伤急救的基本知识，能做到抢救、自救和互救。

矿井安全设备选型详见表4—3—1。

表4-3-1

矿井安全设备表

第五章 地面设施

第一节 地面工艺及总平面布置

一

地面工艺及平面布置

矿井开采的原煤，主要用于炼焦、动力、气化和民用，属低—低中灰、特低硫—低硫、高灰熔点、高发热量肥气煤。

地面生产系统本着生产环节简单、实用，节约投资原则，充分利用原有设施进行改造。

该生产系统工艺流程为：

井下原煤→矿车→原煤储煤场→汽车外运。

为了配合矿井的建设和生产需要，简化系统，在井口附近布置有坑木加工房、矿井机修间及材料库、灯房、浴室及任务交待室等，承担矿井机电设备的日常维护和小修，以及维持矿井的正常工作；利用已有的受装煤系统；在井口附近，布置污水处理池，井下水及场地污水均经排水沟流至污水处理池处理后重复使用或达标排放，避免对环境造成污染。

二 矸石运输及处理

矿井生产所产生的矸石，通过矿车运至矿井工业广场作平场填方用或运至附近排矸场集中排放。

第二节 供电、供水及通讯

一 供电

1 供电电源

该矿系改造矿井，已经形成一个回路(来至火铺矿的转供电)供电。另一电源拟由当

地农网解决。现有的一台320kw柴油发电机可作备用。矿井供电电源是有保证的。

2 供电负荷

全矿用电设备32台，工作23台，设备总容量459.8kw，设备工作容量321.65kw，吨煤综合电耗为8.56kw.h。矿井负荷统计见表5—2—1。

3 变压器选择

根据矿井电力负荷计算结果，选择1台KS7—550/6的变压器，1台KS7—315/10的变压器供井下用电，1台S7—315/10变压器供地面用电。

4 供电系统

本矿井在工业场地附近设1台550KVA变压器、1台250KVA变压器和1台315KVA变压器分别向地面和井下供电。供地面的一台变压器中性点接地，供井下的两台变压器中性点不接地。

供电设备配备见表5—2—2。

供电设备配备表

表5—2—2

5 井下电器保护

井下水池埋设一块主接地极，运输顺槽及掘进头配电点各设一块局部接地极，所有

电气设备的金属外壳均采用电力电缆的铠装层及橡套电缆的接地芯线作为系统接地线，将所有电气设备与接地极作可靠的电气连接，接地网上任一保护点测得的接地电阻不得大于2Ω。

矿井供电系统见图5—2—1。

二 供水

1 用水量估算

该矿井生产、生活及消防用水经计算总用水量为900m3/d。其中生产、生活用水为62m3/d，消防用水848m3/d。水源最高取水量为454m3/d，正常取水量为62m3/d。

地面生产 生活及消防用水水源同改造前。

井下生产和消防用水水源，利用井下水，经混凝沉淀、消毒后作为井下生产和消防用水水源，不足部分由地面生产、生活及消防用水水源补给。

2 供水系统及主要供水建（构）筑物

地面生产 生活及消防水为同一供水系统。在工业广场井口附近新建900m3地面生产、生活消防水池一座，由水源敷DN65焊接钢管一条至900m3地面生产、生活消防水池敷设DN100焊接钢管二条至工业场地，以静压供水方式向工业场地供水。900m3地面生产 生活消防水池距工业场地的几何高差不得小于25m。

井下生产和消防用水为同一供水系统。在工业场地井口附近建350m3井下消防洒水池一座（设于井下水处理站内），经井下水处理部处理后的水进入350m3井下消防洒水水池（水量不足部分由工业场地供水管网接管补给），由350m3井下消防洒水水池设DN80焊接钢管一条至井下，以静压供水方式向井下供水。350m3井下消防洒水水池距井下最高用水点的几何高差不得小于35m。

三 矿井通讯

采用程控电话进入公用电讯网，实现矿井对外通讯。

矿井内部井上下通讯选用矿用本安型选号报警电话，电话线2对分设。正常时只需一对电话线便可组成一独立的通讯系统。另一对备用。电话线选矿用阻燃型HUYVR—

1型电缆。下井电缆经主斜井口室外分线箱引入。

绞车房和井口、井底设直通电话并有声光信号。

第六章 环境保护

矿井的开采将不可避免的对矿区内大气、水体等生态环境造成不利影响，因此需严格控制并减少污染源（废水 废气 矸石）的产生，降低污染物的排放量，并尽可能进行综合利用，不能利用的要综合治理，达到当地的环保标准。

1 地面储煤场周围设排水沟，以便对煤泥水集中处理，防止外流。

2 要砌筑矸石挡墙，禁止往河沟倾倒废矸石。煤场应砌筑围墙，防止污染河道。矸石堆放到一定量后，要覆土绿化。

3 矿井水必须经沉淀 处理达标后排放。 4 搞好矿区绿化，保护生态环境。 本工程环保投资约为6万元。

第七章 技术经济

第一节 劳动定员及劳动生产率

一 劳动定员及全员效率

1 年工作制度：矿井设计生产能力15万t/a，年工作日330天，三班生产。 2 全员效率：根据矿井开拓方式、工作面采煤方法及机械化设备配置，确定矿井全员效率2t/工。

二 劳动定员估算

根据原能源部92年颁发的《煤炭工业小型矿井设计规定》及其他有关文件规定，按照矿井井型，年工作制度及全员效率，并结合小型煤矿的管理制度，估算矿井劳动定员见表6-1-1。

表6-1-1 劳动定员配备表

第二节

投资估算及资金筹措

估算范围：矿井从筹建至达到设计生产能力时所需的井巷工程投资、土建工程投资 设备及工器具购置费、安装工程投资，工程建设其他费用、工程预备费和铺底流动资金。

一 固定资产投资估算 1 估算原则及依据

原则上执行煤炭现行造价标准和现行价格，根据有关文件规定，按照矿井可行性研究内容及主要工程量和设备数量进行估算。

投资估算基准年为2002年。

2 投资估算结果：估算矿井固定资产（静态）投资520万元，按净增能力9万吨／年计算，吨煤投资58元。固定资产投资估算构成见下表。

表10-2-1 矿井固定资产投资估算构成表 单位：

二 流动资金估算

本项目所需流动资金，参加类似矿井流动资金周转情况及占用量进行估算，矿井达到设计生产能力时流动资金总需要量为120万元，单位流动资金为8元/t，为业主自筹。

三 建设期利息

矿井建设期14个月，固定资产投资520万元，资金由企业业主自筹，不发生利息。 四 总投资

项目总投资=固定资产投资+铺底流动资金+建设期利息 =520＋0＋0＝520万元，吨煤投资58元。 五 资金筹措

根据融资情况，本项目固定资产投资中资本金部分由企业自筹解决，自筹资金主要依靠政府优惠政策、招商引资、职工集资等方式投入；流动资金总需要量120万元，由企业自筹解决，不足部分申请短贷。

第三节 成本费用及售价预测

一 成本费用估算

矿井原煤生产成本费用估算，按照原煤炭部煤基函字[1997]第156号文《关于下发矿井原煤设计成本计算方法》的通知，参照其他类似矿井原煤生产成本水平，结合本矿井建设情况。主要估算依据如下：

（一）经营成本 1 直接材料费

（1）材料费：按照现行材料价格，参考类似矿井材料消耗量估算； （2）动力费：按照现行综合电价及设计电耗计算；

2 直接工资：根据估算的劳动定员，参照类似矿井年工资水平估算； 3 职工福利费：按直接工资的14%计算； 4 修理费：按应修理固定资产原值的2.5%计算；

5 管理费：根据矿井具体管理情况，按照有关文件规定，参照类似矿井管理费水平估算。包括维简费、地面塌陷赔尝费、矿产资源补偿费、销售费用及其他支出等。

（二）折旧费、维简费、井巷工程基金、摊销费

1 折旧费：按直线折旧法计算。折旧年限：地面建筑及构筑物按40年，一般采掘设备10年，其他设备15年，净残值率取3%。

2 井巷工程基金：按规定的2.5元/t计算。

3 维简费：吨煤维简费为10.5元/t，按（92）财工字第380号文件规定计算，单

列4元/t,其余50%列入制造费用。

4 摊销费：无形资产及递延资产按10年摊销。 5 财务费用

（1）流动资金借款利息：企业自筹流动资金，所以，无流动资金借款利息； （2）生产期间基建投资借款利息支出：按每年应付利息计列,约15万元。

表10－3－1 矿井单位成本计算表

根据以上估算依据，结合本矿井实际情况，估算矿井投产后正常生产年份总成本费用约为890万元，单位成本为59.3元/t，其中：基本生产成本525万元，吨煤35元/t。总成本中：包括煤矿维简费、井巷工程基金、企业管理费、排污费、育林费、矿产资源补偿费等。

二 产品销售及售价

销售产品为低硫、中灰、高发热量的优质炼焦煤。按照目前市场煤炭销售行情及当地煤炭实际销售价格预计。吨煤含税价格按110元计算，销售收入为：1650万元。

第四节 财务评价

评价参数：计算期15年，建设工期14月，基准收益率10％，依据《煤炭工业建设项目经济评价方法与参数》及新财务制度以及现行财税制度进行评价。

销售收入、销售税金及附加的估算的估算

正常年份产量15万吨，达产后年销售收入为15×110＝1650万元。

1 增值税：应纳增值税额＝销项税额－进项税额，煤炭销项税率为13％，成本中的原材料 动力进项税率按17％。

2 城乡建设维护建设税：以应纳增值税为计税依据，税率为5％。 3 教育费附加：以应纳增值税为计税依据，税率为3％。 4 资源税：按吨煤0.6元计算。 5 所得税：按利润总额的33％计算。 计算年销售税金及附加为万元。 二 利润及其分配

统一税费为6.5×150000＝98万元

矿井达产后正常年分利润=1650-890-98=662万元，所得税为220万元，税后利润为442万元。

在利润分配中，每年按可分配利润的10％提取盈余公积金（详见损益表）。 达产后吨煤利润为29元，全年利润为442万元，投资回收期3.5年(税后)。 二 财务评价及盈利能力分析 1 全部投资财务现金流量表见表1。

由表可见，财务回部收益率税后为66％，远远大于基准收益率。 2 清偿能力分析

清偿能力见资产负债表、资金来源与运用表。资产负债率平均2％以下，流动比率与速动比率均远远分别高于200%和100%，项目净资产具有极强的清尝能力。

3 不确定性分析

（1） 盈亏平衡分析

年固定总成本费用

BEP＝―――――――――――――――――――――――――――――

年销售收入－年可变成本－年销售税金及附加－年营业外支出

381

＝―――――――――＝36.5% 1650-509-98-0

BEP(产量)=15×36.5%=5.5万吨。

可见，只需产量达到5.5万吨即可保本（见项目盈亏平衡图）。 （2） 敏感性分析

由于项目具有极好的经济效益，几乎不存在投资风险，本设计不再进行敏感性分析。 总之，该项目各项财务评价指标均很理想，投资效益较好，项目抗风险能力较强。该项目符合贵州省电煤基地“新建一批、技改一批、扩能一批、储备一批”的建设指导方针，实施后无论对企业，还是对地方经济的发展都具有十分重要的意义。因此评价认为，该项目的建设是完全可行的。

第五节 主要技术经济指标

详见表6-5-1

主要技术经济指标

附表： 移交生产时的井巷工程量表和新增设备设施清册

附表一 移交生产时的井巷工程量表

附表二 新增设备设施清册

火铺镇焦化一煤矿技改扩能开采方案设计

电 力 负 荷 统 计 表

第 页4 7