山西中阳县高家庄煤矿.doc

目录 第一部分矿井设计基本概况 第一章 编制依据3第二章 工程概况3一、矿井位置及自然地理3二、地质概况5三、工程概况5第三章 矿井开拓与开采5一、开拓方式5二、采区布置与采煤方法7三、主要生产系统11四、地面生产系统12五、供电系统12六、劳动组织与管理12第四章 矿井通风与瓦斯抽放14一、矿井通风14二、瓦斯抽放15三、建井期间的通风管理18四、建井期间的瓦斯、煤尘管理19五、通风管理机构与劳动组织19第二部分矿井组织施工设计第一章 施工准备20一、现场生产条件20二、生产系统管理与完善20三、生产设备22第二章 矿建工程22一、井底车场和首采区设计22二、矿建工程接续计划24三、施工方法24四、机械设备与装备25五、矿建工程管理与劳动组织27六、施工安全措施28第三章 机电安装与管理28一、机电安装计划28二、设备选型与购置31三、设备安装措施31四、机电劳动组织与管理机构32第四章 矿井试运转32第五章 施工进度计划与保证措施32一、施工进度计划32二、保证措施32第六章 劳动组织与管理34一、项目部34二、劳动定员与劳动组织34第七章 主要技术经济指标34二、主要指标344949山西中阳县高家庄煤矿井下工程施工组织设计第一章 编制依据根据山西中阳荣欣煤焦化公司同新汶矿业集团公司达成的“合作协议”，新汶矿业集团公司负责组建工程项目部承担荣欣公司所属的高家庄煤矿井下工程施工。协议要求按照矿井初步设计要求完成投产前所需的全部矿建、安装工程，并负责试运转，达到投产条件。根据工程项目部要求，集团公司组织机电、技术、通风、地质等有关部门人员，编制了山西省中阳县高家庄煤矿井下工程施工组织设计。1、山西煤田地质勘探148队编制的山西中阳县高家庄井田地质报告。2、山西省矿产储量委员会“晋储决字（2003）04号”批准山西中阳县高家庄井田地质报告的决议书。3、山西中阳县高家庄井田详查地质报告山西煤田地质148队2003年5月。4、“山西省中阳荣欣焦化有限公司高家庄第一煤矿建设工程可行性研究报告”合肥煤炭设计研究院2003年3月。5、山西省中阳荣欣焦化有限公司提供的有关补充地质资料及相关资料。6、高家庄第一煤矿初步设计委托书。7、煤矿安全规程（2001年版）。8、煤炭工业矿井设计规范（GB5021594）。9、国家工程建设强制性条文及有关的设计规范、安全规程及技术规定等。设计编制范围主要为高家庄煤矿井下矿建、设备安装工程，对影响井下施工的部分地面工程如瓦斯抽放泵站、压风机房等在设计里也进行了规划。设计规划施工期为2007年5月至2008年8月。施工形象为完成井底车场和首采区所有矿建工程，完成2208综采工作面安装，并进行全矿井生产系统试运转，具备120万吨/年矿井验收条件。第二章 工程概况一、矿井位置及自然地理1、位置与交通高家庄井田，位于河东煤田中段，柳林矿区南部,行政区划大部分属吕梁市中阳县下枣林乡、武家庄镇管辖，西北部属柳林县陈家湾乡及金家庄乡管辖。东西长8.5km，南北宽2.36.5km，面积40.14km2。井田位于中阳县城西约20km处，距柳林县城约20km。孝柳铁路从南同蒲铁路介西支线的孝西站起，经中阳、柳林至穆村镇，全长116km。井田与中阳县城有县、乡公路相通，煤炭通过中阳县外运，交通条件尚可。2、地形地貌本井田位于吕梁山西侧、黄河中游东岸，为典型的黄土高原地貌，总体地势东南高、西北低，最高点位于本井田东南部深也圪塔，标高1292m，最低点位于井田西北部锄沟川，标高975m，最大相对高差317m。井田内黄土广布，冲沟、梁峁相间分布，植被稀少，地形切割剧烈，冲沟多呈梳状及树枝状分布，多数冲沟呈“V”字型。3、河流水系井田属黄河流域三川河水系，井田内有锄沟川和福禄沟两条季节性河流，平时水量很小，雨季水量猛增，在井田外北部汇入三川河。其余均为季节性小溪，此外再无其它地表水体。二、地质概况1、地层井田地层自下而上为奥陶系中统上马家沟组(O2s)、峰峰组(O2f)；石炭系中统本溪组(C2b)、 上统太原组(C3t)；二叠系下统山西组(P1s)、下石盒子组(P1x)、 上统上石盒子组(P2s)及石千峰组(P2sh)；上第三系上新统 (N2) 及第四系中更新统（Q2）、上更新统（Q3）、全新统（Q4）不整合于各时代地层之上。石炭系上统太原组（C3t），是井田主要含煤地层之一，本组平均厚102.51m；二叠系山西组（P1s）为井田另一主要含煤地层，本组平均厚60.49m。2、构造本井田位于离柳矿区南部，基本构造形态为一走向北西、倾向南西的单斜构造。倾角小于10，地面几乎全被新生界地层所覆盖，填图过程中未发现褶曲和断裂构造等，在勘探过程中也未发现断裂、陷落柱等构造。井田内没有发现岩浆岩。井田构造属简单类。3、煤层井田内主要含煤地层为二叠系下统山西组(P1s)和石炭系上统太原组(C3t)，共含煤11层，自上而下为山西组的1、2、3、4、5号煤和太原组的6、7、8上、8、9+10、11号煤，煤层总厚10.69m。可采煤层共4层，自上而下分别为2、4、8、9+10号煤层，煤层总厚8.31m。太原组的9+10号煤层为本井田主要可采煤层，山西组的2、4号及太原组的8号煤层为大部可采煤层。其可采煤层情况见表4-1。可采煤层情况表 表4-1含煤地层煤号 见煤厚度（m）最小最大平均煤层间距（m）最小最大平均结 构夹矸层数可采系数可采性稳定性山西组（P1s）20.181.751.134.2621.55简单070大部可采较 稳 定40.101.700.9815.1849.8071.30简单070大部可采较 稳 定太原组(C3t)80.553.751.5762.485.6523.10中等0265大部可采不 稳 定9+103.755.804.6310.75复杂14100全部可采稳 定4、开采技术条件矿井水文地质条件比较简单，主要含水层为山西组砂岩和太原组薄层灰岩。由于石灰岩、砂岩裂隙含水层的富水性弱，不会对矿井开采造成大的影响。预计矿井涌水量为2025 m3/d。可采煤层顶底板岩性主要为中硬岩层。除8号煤层顶板为石灰岩外，其他煤层顶、底板岩性多为泥岩及粉砂岩。根据孔岩石力学试验结果，除8号煤层顶板为较稳定顶板以外，其他各煤层顶板均为不稳定顶板。各煤层地板为普通底板。矿井为高瓦斯矿井，各煤层的煤尘均有爆炸性，煤的自燃倾向为不易自燃。5、储量通过估算全井田共获得各类资源量（331+332+333）共35112万t，其中探明的（331）内蕴经济资源量6480万t、控制的（332）内蕴经济资源量11025万t、推断的（333）内蕴经济资源量17607万t。探明的（331）内蕴经济资源量占总资源量的18%，探明的（331）和控制的（332）内蕴经济资源量占总资源量的50%。总资源量中有焦煤20249万t，瘦煤14863万t（表8-2）。全 井 田 资 源 量 汇 总 表 表8-2煤号煤类资源量（万t） 331 %331+332+333331+332 %331+332+333331332333331+332331+332+3332JM138644821461834398035464JM106333124931394388727368JM26712671SM20982098小计476947699+10JM174864851478823397111885SM2283376167216044127653547小计403110246819914277224761864合 计6480110251760717505351121850其中JM41977264878811461202492157SM2283376188196044148631541三、工程概况高家庄煤矿2004年开工建设，截至2006年末，两条井筒、混合井及风井井底车场矿建工程已经完成，首采区巷道施工一部分。混合井已经完成副提系统和主提绞车安装；风井地面通风设施已经完成，因临时提升系统占用，井筒装备尚未进行。地面排矸系统、单回路供电系统和临时压风系统形成，井下基本具备部分矿建工程施工条件。第三章 矿井开拓与开采一、开拓方式1、开拓方式本矿井采用立井开拓方式。井筒个数及布置方式为开凿2个立井井筒。混合提升立井7.0m，装备一对9t箕斗，用于提升煤炭，另外装备一个带平衡锤的宽罐笼，用于辅助提升。另外开一个专用回风立井4.5m。2、井筒位置及开拓方案矿井初期在西洼沟工业场地布置一对立井，其中混合提升立井井筒直径7.0m，垂直深度485m，装备一个带平衡锤的宽罐笼，用于辅助提升；装备梯子间作为矿井一个安全出口，并兼作进风井。回风立井直径4.5m，垂深480m，装备梯子间作为矿井另一个安全出口。全井田共划分两个水平开拓，第一水平标高515m，开采上组煤。第二水平标高445m，开采下组煤。考虑到上组煤2#、3#、4#、5#层间距比较小，平均层间距6m左右，确定采用联合布置。混合提升立井和回风立井初期均落底于3#和2#煤层，井底水平标高分别为515m和510m。由于矿井为高瓦斯矿井，煤矿安全规程规定必须设一条专用回风巷，开拓巷道采用三巷布置。为了节约投资，各开拓巷道均沿煤层布置。为避免出现平面交叉，上组煤轨道运输巷沿3#煤层布置、胶带输送机巷沿4#煤层布置、回风巷沿2#煤层布置；由于井筒位置坐落在井田西北部，为开发井田东南部煤层，一水平在立井东500600m处布置一组下山，三条下山的层位，轨道运输巷沿3#煤层布置、胶带输送机巷沿4#煤层布置、回风巷沿2#煤层布置与上述开拓巷道相同。井底车场采用蓄电池电机车调车方式；大巷主运输方式采用胶带输送机运输煤炭；大巷辅助运输方式初期采用调度绞车或无级绳绞车牵引1t矿车，后期随着产量增加可改为齿轨卡轨车运输。由于井田范围比较大，为避免风路过长，在井田南部堡则沟适当位置设有后期回风立井。矿井通风系统初期为中央并列式，后期回风立井建成以后采用分区式通风。通风方式均采用机械抽出式。矿井一水平共划分四个采区，初期开采西二采区的上组煤。3、大巷布置及运输方式矿井主要大巷自井底车场向东西两翼开拓，开拓巷道采用三巷布置。各开拓巷道均沿煤层布置。为避免出现平面交叉，轨道运输巷沿3#煤层布置、胶带输送机巷沿4#煤层布置、回风巷沿2#煤层布置。大巷主要运输采用胶带输送机运输方式。矿井设计生产能力1200Kt/a，首采区运输距离约500m，巷道倾角35，选用一台SJD型固定式胶带输送机，带宽1000mm，带速2.0m/s，功率275kw，输送量630t/h。可以满足矿井煤炭产量运输需要。矿井辅助运输担负井下矸石、设备、材料等辅助运输任务。根据矿井开拓部署、井型及运输量，辅助运输采用轨道运输方式，初期采用调度小绞车牵引1t矿车，后期可根据矿井产量、运输距离的变化选用无级绳绞车，或齿轨车等其它运输方式。二、采区布置与采煤方法1、水平划分及水平标高：本井田煤层倾角为48，为近水平缓倾斜煤层，且本井田开采上组煤的2#、3#、4#及5#煤层的层间距均为6m左右，属于近距离煤层群。根据国内外煤矿经验，采用分盘区联合布置采区，可以减少开拓工程量，节省投资。根据选择的井筒位置、煤层标高等确定一水平标高为510m。2、采区划分及开采顺序本井田上组煤划分为四个盘区，其中东翼为一、三采区，西翼为二、四采区。详见开拓布置及采区划分图。一采区南北长 4 km，东西宽 1.0 km、面积约 4km2；二采区南北长 4 km，东西宽 1.8 km、面积约 5.5km2；三采区南北长 3.5km，东西宽2.2 km、面积约 6km2；四采区南北长 2.3km，东西宽1.8 km、面积约 4km2。矿井首先就近开采井底车场附近的二采区，同时向东西两翼开拓，相继开采一、三、四采区。见矿井开拓系统示意图。3、采煤方法与工艺根据地质报告，本矿煤层构造简单，属近水平煤层缓倾斜。煤层顶底板多为中等硬度、中厚层状的砂质泥岩、4号煤顶板为泥质胶结中粒砂岩（见高家庄矿煤系地层柱状图）。参照邻矿汾西矿业集团贺西煤矿3#煤层采煤工作面顶板压力观测资料：直接顶初次垮落步距1015m、老顶初压步距2530 m、周期来压步距15m。结合本矿井煤层顶底板岩性进行煤层顶底板分类：按照煤炭顶板分类标准缓倾斜煤层采煤工作面顶板分类（MT554-1996）和缓倾斜煤层采煤工作面底板分类（MT553-1996），高家庄矿2#、3#、4#煤层顶板均属二级二类顶板。由以上条件，设计选择长壁式采煤方法，工作面采用采用全部垮落法管理顶板。高家庄矿上组煤煤系地层柱状图地层煤层编号柱状厚度m岩性描述山西组.8.55砂质泥岩、灰色半坚硬 1.0中粒砂岩、半坚硬、灰色1号煤0.1黑色、半暗型、沥青光泽2.0泥岩、浅灰色2.35中粒砂岩、灰色、较坚硬. 3.93砂质泥岩、中厚层状、半坚硬2号煤021.1黑色、结构均一、煤质较硬7.26砂质泥岩、中厚层状半坚硬3号煤 4号煤01.680.75黑色、玻璃光泽1.4粉砂岩0.5泥岩2.23中粒砂岩、灰色、泥质胶结0.71.51.13黑色、以亮煤为主、玻璃光泽6.0粉砂岩、灰色、半坚硬根据目前国内的成功开采经验，并考虑本矿井煤层的实际情况，煤厚1.4m以上,煤厚比较稳定的工作面选用综合机械化设备采煤，煤厚度小于.4m的块段应以高档普采为主进行机械化采煤。首采的2层工作面采煤方法选用走向长壁综采采煤方法。全矿井“一综一高”二组采煤工作面生产，保矿井年产120万吨。其中：综采75万吨/年、高档35万吨/年,掘进煤量10万吨。开采顺序：2#煤、3#煤、4#煤之间层间距均小于10m，因此煤层间的开采顺序为下行开采：由于本矿井工作面瓦斯大、煤层比较薄，工作面阶段过长不利于通风安全管理，本设计工作面阶段长度180m，其中:中间进风巷至回风巷30m煤柱不能回采，计算产量的有效回采长度为150m。工作面推进长度10002000m左右。工作面顺槽布置采用二条进风，一条回风的三巷布置方式。其中：工作面轨道运料顺槽为主要进风巷，铺设轨道运送设备材料。中间顺槽为运输顺槽，铺设胶带输送机输送煤炭，并担负辅助进风。专用回风巷用于回风，不能安装设备，不能行人，为冲淡尾巷瓦斯，需铺设风筒，用一台局部扇风机向尾巷送风，以冲淡尾巷瓦斯。（详见工作面巷道布置及通风系统示意图）。顺槽掘进采用双巷布置，留宽煤柱，单巷服务下区段。工作面采用二柱掩护式液压支架支护顶板，上下端头支护采用端头液压支架，工作面巷道超前支护采用DZ-30型外注式单体液压支柱与金属顶梁，超前加强支护距离不小于25m。全部陷落法管理顶板。根据支护强度的计算，结合本矿井煤层顶底板情况和煤层赋存条件，在井田西北部2#煤工作面选用煤炭科学研究总院开采研究所设计的ZY3000/10/20型掩护式液压支架，支撑高度1.0m2.0m，工作阻力3000kN，推移行程0.7m，支架中心距1.5m，初撑力25452187kN，对底板比压1.86MPa，支护强度0.560.490.365 MPa,满足2#煤层顶板支护的需要。根据煤层的开采技术条件、断裂构造发育情况、煤的硬度（按中硬考虑）及采高，并考虑部分煤回采工作面通风系统示意图层结构较复杂的特点，设计2#煤选用MG150/375W型双滚筒采煤机。确定选用SGD630/220刮板输送机。综 采 工 作 面 主 要 设 备 表 表3-1-5序号名 称型 号数量功 率（kw）生产能力（t/h）备注1液压支架ZY3000/10/201002排头支架WS1.7-12/2843采煤机MG150/375W13754刮板输送机SGB-630/22012110450150m5转载机SZB-730/7517540040m6胶带输送机SSJ800/2402240400600m7泵站WRB-200/31.521258移动变电站KBSGZY-630/6/1.229功率合计8844、采区巷道布置及运输本矿井为高瓦斯矿井，根据煤矿安全规程的有关规定，采区采用三巷布置方式，分别设有轨道巷、胶带机巷、采区回风巷。采区内煤炭采用输送机连续运输。回采工作面煤炭、掘进工作面出煤均通过带式输送机运到区段煤仓，转载至主井底煤仓上仓皮带运至井底煤仓。采区辅助运输采用轨道系统，利用1吨标准矿车运输。矿井投产时由二采区一个采区投入生产，区内布置两个2#煤层回采工作面，即二采区北翼2208综采工作面和南翼2209工作面。5、巷道掘进与支护采区内巷道多为半煤岩巷道，采用综掘或炮掘方式掘进。综掘工作面设备使用EBH-120型综掘机，配用运输设备为QZP-160桥式转栽机、SSJ-800型胶带机和SGW-40刮板机。炮掘工作面采用人工钻孔，蟹爪式装岩机装煤，轨道运输。工作面顺槽支护形式为锚网喷支护，顶部为螺纹钢树脂锚杆，并采用钢筋梯和锚索加强，巷帮为树脂竹锚杆，利用喷浆减少煤层风化程度、减少通风阻力。三、主要生产系统1、提升系统矿井提升系统采用主提升和副提升均在一个井筒内运行的混合井筒提升制式，混合井井筒直径选为7米，井筒深度约为500米。主副提升机均选用落地式多绳摩擦轮提升机，主提升机配两台箕斗，副提升机配一台双车双层罐笼和一台平衡锤（受井筒断面限制）承担矿井全部提煤、运送货料、人员上下的任务。主提升系统选用JKMD-2.84多绳摩擦轮绞车，配套电机为YR-118/45-10型绕线性异步电机，电机为2台，功率630kw2=1260 kw。电压等级6kv，绳距200mm。提升容器为9吨箕斗两台，每台自重13吨（包括紧绳装置）。辅助提升系统选用JKMD-3.54多绳摩擦轮绞车，配套电机为YR-118/51-12型绕线性异步电机，电机为一台，功率为500kw。电压等级6kv，绳距200mm。提升容器选择1台双层双车罐笼，自重13.5吨，最大载重10.6吨（重车），最小载重2.6吨（空车）；平衡锤1组重20.1吨。2、通风系统根据矿井可研报告矿井通风的风量为175m3/s，负压初期为160mm2H2O柱（约五年以内）中后期为294mm2H2O水柱，主通风风机选用对旋式防爆轴流式通风机，型号BDK-28#-2802。配套电机：电压等级6KV，功率560KW，（2台280KW电机）10级，两台，一台运行，一台备用。3、排水系统根据地质报告，矿井最大涌水量QWAX=250M3/时，矿井正常涌水量Q=150M3/时，矿井深度H=500M。选用MD155-676型水泵，同步转速3000转/分，三台，配套电机选防爆高压6KV电压，2级电机功率450KW数量三台，一台运行，一台备用，一台检修。水泵扬程603M，流量155 M3/时，电机450KW运行效率n=0.8,能满足排水要求。选用219无缝钢管为主排水管路两趟，一用一备，各500M。4、压风系统采用地面建空压机站的集中供风方案。所需风量50 m3/分，选用5L40/8型空压机，三台。两台运行，一台备用。压风主管路1595一趟，从地面铺设直到大巷。开拓选1004，掘进选753管路。5、运输系统确定煤炭运输采用胶带输送机运输方式。辅助运输采用电机车、绞车牵引矿车运输方式。井底煤仓上仓胶带输送机，坡度=16O长度L=175m，。选用带宽：B=1000mm，大倾角强力胶带输送机，功率：P=380KW，能力：Q=1200吨。井下大巷辅助运输电机车选用XK2.5-9/48-KBT防爆特殊型蓄电池电机车。7、调度通讯与安全监测系统生产调度通讯选用DDK-6M数字程控调度指挥系统。下井电话电缆选用MHYA32-50X2X0.8型煤矿用阻燃电话电缆敷在混合提升井井筒中。矿井选用KJ90型煤矿安全监测监控系统和KJ90网络型数字图像工业电视监视系统，用于矿井安全设施管理以及生产安全信息管理。四、地面生产系统矿井初期建设原煤手工选矸系统，选矸后进入露天储煤场，由汽车运输至公司所属选煤厂，入洗后再进行炼焦化工等深加工后外销。1、原煤系统地面设原煤转载站、皮带栈桥和地面储煤场。箕斗接受仓中的原煤，经仓下给煤机和带式输送机运输至卸载站，由其机头卸料器将原煤卸至储煤场。储煤场为栈桥式露天储煤场，推土机辅助，露天储煤场容量20Kt。防尘采用洒水喷雾抑尘措施。运输方式采用公路汽车运输。装车方式为装载机装车。计量方式为静态电子汽车衡计量。2、排矸系统在工业广场外荒沟内设有排矸场。矸石车由绞车提至矸石山，用前倾式翻车机换装至V型矿车内，沿沟排弃。矸石分层排放，每排一层矸石，压实后覆盖一层黄土，排放完毕后覆盖厚的黄土，植树种草，以利于环保。井下矸石出井后，利用小绞车牵引自矸石山，通过翻车机卸载。3、矿井消防、防尘水系统矿井总用水量为2000m3/d，其中井下消防洒水用量为450m3/d,工业场地生产、生活用水量为1118m3/d,地面消防用水为432m3/d。供水水源利用区域奥灰水，施工700m深水井1口,日供水能力在1500m3,利用井下水500 m3。地面设500m3清水池一座,井下建水处理站一座，矿井水经处理后,送至地面清水池，静压供给井下消防洒水。 井下水处理站主要设施如下：调节池一座,V=300m3,D=11.1m,H=3.5m提升泵房一座,规格:9.06.06.5m,内设：提升泵3台,2用1备,型号为IS80-65-125,Q=50m3/h,H=20m,配电机型号为YD132S1-2,N=5.5Kw;加药装置1台,型号为JY-0.3/0.72A-1,N=1.35 kW;二氧化氯发生器1台,型号为HL-100,Q=100 g/h。净化间1座，规格：12.06.05.0m。内设净化器2台，型号为YQ-1-50,Q=50 m3/h清水池1座，V200m3,D=9.0m,H=3.5m。五、供电系统1、地面供电在地面工业广场建一座35KV变电站作为矿井安全生产的电源。供电一回路35KV 3120mm2断面架空线引自柳林县供电局金家庄35KV变电所，线路长7KM，共21基，8基铁塔，13基水泥形杆，已在矿井施工期间完成。投资100万元。供电二回路35KV 3120mm2断面引自中阳县城关35KV变电站，投资100万元。选用：SZ96300/35型 主变两台一台运行，一台备用，容量6300KVA有载调压。2、井下供电井下供电电源由地面35kv变电所6kv供电系统出线二回，采用YJV42-3*150型粗钢丝铠装聚氯乙烯护套高压电缆向井下中央配电室供电。选用KSG500/6/0.66，电压 6KV/660V，容量：500KVA，2台。六、劳动组织与管理1、劳动定员及劳动生产率按1个综采工作面，1个高档工作面，3个综掘，5个普掘进行井下工人排岗。每周五天工作制度，地面工人在籍系数1.45，井下工人在籍系数1.55；管理人员包括行政人员和技术人员，安排岗定员为40人，占出勤工人的7%；服务人员、其他人员52人，占原煤生产人员出勤人员的23%。根据排定人员计算效率如下：矿井达到生产能力1.20 Mt/a时，按年工作日300天计算，日产量4000t，矿井在籍总人数929人，其中：原煤生产人员877人。详见表10-1-1，其效率为：全员效率=4000634=6.3 t/工生产人员效率=4000584=6.8 t/工井下工人效率=4000484=8.26 t/工回采工人效率=4000250=16 t/工设 计 劳 动 定 员 表 表13-1-1序号生产环节及工种名 称出 勤 人 数在籍系数在籍人数班班班合计一原煤生产人数2041991395848771生产工人1881851295541.1井下工人1801801244841.557501.2地面工人242115601.45872管理及技术人员1614104040二非原煤生产人数19171352521服务人他人员5431212矿井总人数2232161526349292、效益预测项目投资：建设总投资概算为31986.59万元，其中井巷工程13587.85万元，土建工程3616.95万元，机电设备及安装费用10721.67万元，其它费用2396.22万元，建设期利息1663.9万元。成本预测：估算成本157.04元/吨。生产成本估算表序号项目单位成本元（元/t）一经营成本136.131材料费29.82动力19.53工资27.874福利及保险（14%）3.95维修费10.616地面塌陷补偿0.87安全费用158其他支出28.659折旧费1210维简费611摊销费2.0312流动资金借款利息0.875合计157.04产品综合售价为300元t（含税价）。经计算，该项目的税后内部收益率56.83为%，税后财务净现值为34969万元，借款偿还期3.69a，（含建设期），该项目完成后，正常年份的销售总收入36000为万元，销售税金及附加额为3718万元，总利润为13437万元 ，应纳所得税为4434万元，税后利润为9003万元。项目具有较强的盈利能力。第四章 矿井通风与瓦斯抽放一、矿井通风1、通风方式和通风系统矿井采用机械抽出式通风方式。初期采用中央并列式通风系统，混合提升立井进风，回风立井回风。后期设计在井田东南部再建一风井，采用混合式通风系统。井下采取分区通风系统，分东西两翼各胶带输送机巷和轨道运输大巷进风，总回风大巷回风。采煤工作面通风采用二进一回的“E”型通风系统：工作面材料巷为主要进风巷，新鲜风流由此进入工作面，胶带机巷为辅助进风巷，冲洗工作面后的乏风流从最靠近工作面的一个风眼进入专用回风巷，用于降低专用回风巷内风流瓦斯浓度。专用回风巷用于回风，不能安装设备，不能行人。专用回风巷也兼作工作面瓦斯抽放尾巷，从采空区里面的风眼抽放采空区瓦斯。为了保证尾巷段内瓦斯浓度控制在煤矿安全规程允许的范围内，在外段新鲜风流中安装局部扇风机，用风筒经专用回风巷，配送一定量的新鲜风流到尾巷里段，用于冲淡尾巷瓦斯，将尾巷风流瓦斯含量控制在2.5以下。按照规定，专用瓦斯排放巷内必须用不燃性材料支护，并应有防止产生静电、摩擦和撞击火花的安全措施。因此专用回风巷应采用锚喷支护。胶带机巷与专用回风巷之间的风眼间距暂定为60m，生产中可以根据通风和抽放的效果，进行适当调整。2、矿井风量 按必须使总回风流中的瓦斯浓度不超过0.75和各用风地点需风量总和计算，矿井需要风排风量为9970m3/min。各用风地点配风标准，参考汾西集团公司矿井通风实施细则和临近贺西煤矿数据确定为：回采：2#煤层工作面1900 m3/min，3#、4#煤层高档普采工作面950 m3/min。掘进：2#煤层掘进工作面440 m3/min，3#、4#煤层掘进工作面293.34 m3/min硐室：井下独立通风硐室配风80m3/min。矿井达产时，3个工作面生产，10个掘进队作业，7个机电峒室需要独立通风，根据以上供风标准计算，矿井总进风量为9970 m3/min3、矿井通风负压及等级孔经计算矿井初期（达产）通风容易时期负压为 1536.2 Pa，通风困难时期负压为2934.69Pa。矿井通风困难时期等级孔为3.65m2。为通风小阻力矿井。4、通风设备选型 根据矿井风量、负压计算结果，设计选择BDK-8-28型轴流对旋式主扇风机，配套电机2280kw，（矿井后期通风困难时期电机更换为2400kw）。5、矿井反风方式分全矿井反风和工作面局部反风。全矿井反风设计通过主要通风机反转，配合反风装置进行反风，利用其压力实现风流自回风井进入，自进风井排出。反风风量可达到设计风量的40以上，符合有关规定。设计通过控制设置在顺槽与采区巷道之间的联络巷道处的风门等通风设施的工作状态，实现局部反风。6、通风设施及其它通风措施通风设施：正常关闭的风门均为两道双向风门，常开的一般为反风风门。独立通风的硐室设有调节风窗（正常需要通行的也应设置两道）。生产中一定要维持井下各通风构筑物的正常工作状态，以保证矿井通风系统的稳定运行。生产中，对已开采完毕的回采巷道和采空区均应按煤矿安全规程等规定进行密闭。防止漏风的措施：设计要求各类风门均采用双道风门；煤仓和溜煤眼要求不放空。生产管理中严格按煤矿安全规程要求严格控制漏风，健全井下各通风设施的管理和维修、维护制度，对不使用的井巷、回采工作面停采后均应按相关要求进行密闭，尽量提高采空区的密实度，有效防止采空区漏风，通风设施受采动影响后及时修复，减少构筑物漏风。降低风阻的措施优化井巷支护形式，采用光面爆破，降低巷道摩擦阻力系数；尽量缩短风路长度，适当加大巷道断面；充分利用各类巷道进行并联以降低通风阻力。及时消除巷道中的废弃物和障碍物等措施，保持井巷中风流的通畅。7、通风系统的改进建议矿井风量为9970m3/min时，矿井总回风瓦斯浓度接近0.75%，采掘工作面瓦斯浓度将会大于0.75%。矿井通风能力富余系数较小，建议更换为30号风机。高家庄矿井预测的煤层瓦斯涌出量为21.1m3/t。建议在掘进期间对本煤层和邻近煤层进行瓦斯抽放。后期南部立风井投入使用后，矿方应根据有关规定及时调整井下通风设施，并制订相应的安全措施，以保证风流的流向和风量按预先设计方案运行。二、瓦斯抽放1、瓦斯概况根据高家庄煤矿详查地质报告，煤层瓦斯含量平均值见下表： 煤层瓦斯含量平均值表煤 层2#3#4#甲烷含量 （ml/gr）7.127.159.43根据矿井瓦斯含量计算矿井瓦斯储量瓦斯储量表。 瓦斯储量表矿井生产能力 矿井服务年限煤层地质储量万t可采储量万t煤层瓦斯含量m3/t瓦斯储量m3120万t/a一水平33年2#426725608.32212993#321019216.08117104#550033006.22136845#36442186715305合计619982、瓦斯抽放的可行性根据地质报告在井田附近走向10001500米，倾向38004000米范围内2号煤厚1.61.7米,距3#煤34米,3#煤距4#煤45米。由于层间距2#3#煤和3#4#煤均小于10米，根据瓦斯抽放经验，开采2#煤即是开采下邻近层的保护层。2#煤开采以后 3#、4#煤的瓦斯绝大部分可以卸压释放出来。 根据相邻贺西矿瓦斯来源主要来自回采及邻近层。阳泉、峰峰及邻近矿井贺西矿瓦斯抽放的经验，回采及泄压瓦斯容易抽出。理想的瓦斯抽放效果是：被保护层瓦斯卸压后，在涌出的过程中尽可能多的被抽出来，另一部分涌出到2号煤顶部垮落带时被抽出。剩余的瓦斯涌出到井巷里再用通风方法稀释。预计煤层瓦斯抽放量煤与瓦斯抽放量表。预计煤层瓦斯抽放量表 瓦斯储量m3抽出率%可抽瓦斯量m3抽 放 量m3/min抽放服务年限a61998482569728.320.01开采保护层工作面瓦斯涌出规律与开采强度有关系，但与开采面积，工作面个数关系更大，矿井投产初期加大抽放瓦斯的力度，矿井风量可以满足两个开采保护层的2号煤回采工作面。在2号煤保护层工作面开采结束以后，由于被保护层3#、4#煤层的瓦斯已经大部分泄压释放，工作面瓦斯涌出量将比开采2#煤层工作面时大大降低。矿井风量可以满足一个2#煤保护层回采工作面和二个3#或4#煤被保护层回采工作面需要。3、瓦斯抽放方法根据本矿条件，设计选用泄压抽放为主，辅以掘进抽放的方法。根据邻近矿贺西矿瓦斯平衡分析，回采及采空区占83%，掘进只占有17%，说明瓦斯来源主要来自回采及邻近层，所以确定瓦斯抽放以抽放邻近层瓦斯和采空区瓦斯为主。下邻近层抽放：采用钻孔抽放方式，钻窝间距按照30米，45米，60米试验，每个钻窝可布置三个下斜孔和三个上斜孔，均为扇形布孔，终孔间距按照15米、10米和20米试验。钻孔长度下斜孔140米左右，上斜孔为45米左右，下俯角520度，应根据煤层倾斜角度确定，但钻孔距皮带道底板距离不应少于2米。上仰角度1020度，也应根据煤层倾角确定，但钻孔应打在裂隙带，不应打到冒落带。钻孔开孔100毫米，终孔75毫米或89毫米，封孔长度不少于4米。用水泥充填或聚氨脂封孔，每个钻孔口连接2管或4管，并安设阀门、孔板流量计，有水时，低处安装人工或自动放水器与抽放瓦斯支管连接。根据抽放效果确定钻孔布置参数，同时可以试验按上斜孔角度及深度掘进岩石巷道埋管密闭抽放，具体方案应根据实际情况另行设计。预计下邻近层瓦斯抽放量见下表。 下邻近层瓦斯抽放量煤 层单 位2#3#4#合 计瓦斯含量m3/t8.326.086.22抽出率%306050抽出量m3/t2.53.653.119.3换算抽出绝对瓦斯量为25.8m3/min,掘进抽0.5m3/min,采空区抽2m3/min,矿井总抽放量为28.3m3/min.采空区抽放：即在回采过程中，由联络眼测定瓦斯浓度较高时，可采用埋管抽放。当回采工作面结束后，在专用回风巷口，埋管建密壁墙进行抽放。掘进工作面抽放：当掘进工作面有瓦斯喷出迹象时，可采取往掘进工作面正前方打钻抽放或由联络巷打钻抽放。也可在巷帮做钻窝打扇形孔超前抽放。靠巷道边的钻孔距巷道应保证2米以上的距离，但最远距离不应大于30米，孔深应在100米以上，孔径5075毫米。4、瓦斯抽放系统经计算，瓦斯排放管路管径见下表。管 路 选 型 表管路级别通气量m3/min瓦斯流量m3/min瓦斯浓度%气体流速m/s选取管径mm主 管70.7528.3406500干 管35.3814.15408300支 管21.512.95012200主管地面部分选取500毫米无缝钢管;主管从风井口往下选取500毫米玻璃钢管;干管选取300毫米玻璃钢管;支管选取200毫米玻璃钢管。管路阻力计算情况见下表分 级 管 网 阻 力 表 管网级别L mD cmQ m3/hC K 1-446cH pa主管940504245400.710.86636.6支管1900201548500.710.8411467.6矿井总阻力为:H总=H直+H局=13.92Kpa 瓦 斯 管 路 明 细 表顺 序巷 道 名 称长 度 m管路材质内 径mm1地面风井至泵房160无缝钢管5002风井480玻璃钢管5003东翼总回风道300玻璃钢管5004总回风大巷东翼总回风大巷西翼200200玻璃钢管玻璃钢管30030052202采面专用回风巷1900玻璃钢管20062201采面专用回风巷1700玻璃钢管200经计算瓦斯泵压力为32.70 kpa，瓦斯泵流量121.3 m3/mim。根据瓦斯泵压力及流量选取2BEC42型水环真空泵3台。电机为YB315L-4-132，转数390r/min。监测选取KJFS-2瓦斯泵站抽放监测装置。其中有通用分站、流量传感器、高浓瓦斯传感器、低浓瓦斯传感器、正、负压传感器、温度传感器、计算机等装备。对瓦斯抽放管道的流量、瓦斯浓度、正、负压力,温度以及环境瓦斯浓度,设备温度等参数全面测定,并与KJ90监控系统联网。5、瓦斯抽放系统安装与管理瓦斯抽放系统抽放泵选型瓦斯按28.3 m3/mim作为依据，偏小，建议最小选50型水环真空泵，提高瓦斯抽放的能力。瓦斯抽放管路的安设：根据高家庄的初设，瓦斯抽放主管路安设2007年8月底完成。包括：地面风井至泵房安设160米无缝钢管，内径500mm。回风立井安设480米玻璃钢管，内径500mm。2208工作面及掘进巷道瓦斯抽放管路随同掘进施工一并进行。2208面运输平巷安设210米玻璃钢管，内径300mm。2208面上平巷、下平巷安设玻璃钢管，内径200mm。每趟抽采管路干管上每隔500米安设一同直径的闸阀，便于管路进行放水或测试单孔瓦斯浓度，另外，底板巷下向钻孔瓦斯抽采管路每个钻孔的连接处均安设2阀门，以调节各钻孔抽采流量、抽采负压等。每趟瓦斯管上各加一个排渣器，将管路中抽出的杂物，水、沉淀在排渣器内，便于排出。矿井抽放瓦斯措施：采煤工作面采取采前预抽、边采边抽和抽放采空区泄压瓦斯。掘进工作面采取边掘边抽和打超前泄压钻孔等有效措施。掘进工作面采取边掘边抽的措施。钻孔深度为6070米，两组钻场要求压茬距离保持10米，设计倾角与煤层走向一致。每个钻场施工3个钻孔，封孔长度大于5米。采煤工作面采取采前预抽的措施。距工作面切眼位置5米开始，沿煤层倾斜方向每隔5米布置一个钻孔，孔深75米，孔径75mm，上下平巷对称施工。每施工20个孔，立即封孔，并与抽采管路合茬。回采工作面瓦斯抽采技术方案为后退式风巷预埋管法抽采采空区瓦斯，随回采工作面的向前推进，将抽采管预埋在采空区的上风巷位置，预埋管为一路，管径均为6钢边软管,长8 10m，软管一端分别伸入上隅角里口12m，另一端合茬到干管上合茬抽采，软管随着工作面的推进随时往外回撤。为提高抽采效果，埋入采空区上隅角的软管必须用绳吊到巷道顶板上。三、建井期间的通风管理1、临时通风系统根据基建工程施工计划，2007年5月至八月，风井井筒需要装备。在此期间，风井必须改为进风井。为此，需要在主井底安装辅助扇风机，构筑通风设施，形成风井进风，主井回风的临时通风系统。根据高家庄的初步设计和技术处的接续安排，矿井风井8月底完成风机安装，9月初风机运转，矿井在建井期间（8月底前）安设3个掘进工作面，掘进工作面按440m3/min配风，实际风量1320m3/min，漏风系数按1.15计算，需要风量1518 m3/min，根据井筒装备和巷道支护形式，计算矿井建井期间回风井、井底车场、进风井段通风阻力为148Pa。可调用济阳使用的辅助通风机BK54-6-16风机，风量在7862382 m3/min，负压在3151152Pa，4月底济阳撤出辅扇，5月可调用。辅扇安装在主井底附近，构筑通风设施，风井进风，主井回风，作为掘进工作面局部通风机的动力供风。临时通风系统示意图见附图。2、辅助通风机风机启动前，必须检查风道中是否有异物，以防风机启动后异物损坏风机叶轮。辅助通风机要24小时不间断运行，并有专职司机24小时值班，负责辅助通风机运行管理和绕道风门管理，建立辅助通风机运行、检查、检修记录。辅助通风机启用前，吸风侧要安设一台具有断电功能的瓦斯传感器，并设人工瓦斯检查点。当瓦斯浓度超限报警断电时，必须报告矿调度室，并报矿总工程师立即进行处理。3、掘进工作面通风采用双风机双电源，局扇使用大功率对旋局扇。选用8001000mm大直径风筒，靠近局扇地点，可采用捆绑包装带的方法加固。掘进工作面必须双巷掘进，主巷进风、副巷回风，在主巷、副巷之间布置通风联巷，可以利用通风