伊敏露天矿地质情况

1、0前言采矿工程(露采方向)实习是采矿专业全部教学进程中的最后一个实习。它是我们在完成本专业教学计划规定的学习内容之后，通过综合运用各学科的理论知识，根据某一露天矿的实际情况,对其进行的系统化设计，这对提高我们理论分析和解决采矿工程技术问题的能力有着现实的实践意义，所以这也是采矿专业的核心。实习是在我们搜集的方法，根据露天矿原来的年设计产煤量剥离量、年推进长度及经济合理剥采比的确定，和设备能力选型（其中包括辅助设备的选择），年度分月采剥工程计算。所有这些都能培养我们分析问题、解决问题的综合能力和绘制工程图件的基本技能。通过本次毕业实习，使我们对所学的基础理论知识和专业理论知识进行一次系统的总结，

2、并结合实际条件加以综合运用，来提高我们学生的综合能力。1矿区概况及地质特征1.1矿区交通位置及地形伊敏矿区位于内蒙古自治区呼伦贝尔市鄂温克族自治旗伊敏河镇境内，东经119°3902119°4552,北距市所在地海拉尔区78km。区内有海伊铁路（国铁伊敏支线）、海伊公路、0504省道通过。海伊铁路，由东海拉尔站与滨洲铁路接轨，南接伊敏矿区专用线13km。矿区向南通过0504省道(海拉尔至乌兰浩特)在伊尔施(181km)与白阿线(国有干线)相接由此进入吉林境内。矿区还先后投入大量人力物力对区内原有公路及乡间土路进行了改造。总之，矿区交通十分便利。矿区交通位置见图1-1-11.2

3、矿区区域地质区内地层由老到新发育有：古生界（PZ）寒武系（）、泥盆系乌奴尔组（D12）、根图河组（D22）、大民山组（D3）、石炭二迭系新南沟组（C3+P1）、中生界(MZ)侏罗系上统(J3)兴安岭群龙江组(J3l1)、兴安岭群甘河组（J3g2）、扎赉诺尔群大磨拐河组(J3d5)、扎赉诺尔群伊敏组(J3y6)、新生界(KZ)第三系(E3)和第四系(Q)。侏罗系上统(J3)兴安岭群龙江组(J3l1)为含煤盆地基底，为一套杂色的中酸性及中性火山碎屑岩，主要岩性为凝灰角砾岩、岩屑晶屑凝灰岩等，厚约1200m，与下伏地层呈角度不整合接触。大磨拐河组(J3d5)全区发育，按其岩性、岩相组合分为底部砂砾岩

4、段(J3d5-1)、中部含煤段(J3d5-2)和上部砂泥岩段(J3d5-3)三个段。一露天下部的大磨拐河组含煤地层(J3d5-2)伏于伊敏组(J3y6)之下，地层厚度由南东向北西增厚，但煤层变薄，乃至尖灭，含煤性变差。伊敏组(J3y6)为本区露天开采主要煤层，全区发育。由灰绿灰白色砾岩、砂砾岩，灰绿色砾岩、砂岩，灰绿色凝灰质砂砾岩、凝灰岩，深灰色泥岩、粉砂岩夹煤组成，厚20m450m。含17个煤层组，以15上、16下发育最好，含煤最大总厚22.00m153.02m，平均76.64m，含煤系数最大为24.44%。本组地层以一露天勘探程度较高，其厚度变化为东南、西南薄向西北增厚，煤层总厚的变化也与

5、之相同。其沉积特征以粗碎屑岩夹煤为主，主要可采煤层较稳定，并发育二组连续性较强的地震反射波，测井曲线特征表现为高阻砂砾岩及巨厚煤层较多，物性差异明显，岩煤组具明显的周期性，煤层较稳定，但变质程度低。1.2.1 煤层煤质一、煤层本区含煤岩系为大磨拐河组含煤段及伊敏组。大磨拐河组含煤段分布于本区南露天及一露天西南部深部，含煤13层群，20个煤层，含可采煤层总厚平均85.29m，含煤系数平均6.6%。伊敏组广布于本区，含煤15个层组19个煤层，由上到下编号为1、2、3、4、5、6、7、8、9、12、13、14、15上、15中、15下、16上、16中、16下、17煤层。其中，尤以15上、16下比较稳定

6、，全区发；大部可采8层（1、2、3、4、5、9、14、16中）；局部可采煤层5层（8、15中、15下、16上、17）。伊敏组含煤总厚0.25m81.02m，平均24.78m，平均含煤系数38.23%，；含可采煤层总厚1.02m80.41m，平均26.50m，平均含煤系数41.67%，含可采煤层36层，最多可达10层(13线附近)。煤层总厚总的变化趋势是随含煤岩系的增大而增厚。伊敏组煤层最显著的变化特点是，倾向上由南东向北西煤层厚度是逐渐增厚的，而层间距却是显著增大，走向上层间距变化是由中部向两端逐渐增大，但煤层厚度却是向两端显著变薄，特别是19线以东，16下煤层分成数个分层(马尾状分岔)。本次

7、设计主要开采煤层为15上、16下煤层，其主要特征表述如下：（一）15上煤层全区发育，位于119线、F5以北125之间，可采面积40.476km2，煤层总厚0.25m36.10m，平均9.83m，可采厚度1.00m29.64m ，平均9.70m，为一结构复杂的巨厚煤层。但其单一煤层较少。与14号煤层层间距1.73m136.75m。1.2.2煤的用途及用户 一号露天煤矿煤的类别为褐煤，其挥发分较高，空气干燥基弹筒发热量为中等，腐植酸含量较高，煤的灰分属中等。根据煤质特征，原煤的用途可供发电、一般工业用及民用等，也可做综合利用。根据国家计委燃（1987）1076号文“以电定煤”的原则，确定一号露天煤

8、矿生产的原煤主要供给伊敏煤电公司坑口电厂作燃料煤用，少量外运供给富拉尔基电厂作燃料煤用。此外，矿区自用煤也来自本矿1.2.3 储量计算一、储量核算 根据内蒙古自治区呼伦贝尔盟伊敏煤田一露天综合地质报告所提供的一露天勘探区钻孔资料，利用计算机建立矿山地质模型进行储量计算，并与原始地质储量结果进行对比。二、储量计算（一）储量计算范围本设计储量计算范围为设计开采境界内的5、9、14、15上、16中和16下6个可采煤层。（二）储量计算参数最低可采厚度1.0m，最高灰分40%。各煤层平均容重见表4-2-2。表4-2-2 各煤层平均容重 煤层容重591415上16中16下数值（t/m3)1.131.171

9、.141.141.151.12（三）可采储量1、计算方法：采用计算机建立矿山地质模型进行计算。2、计算范围：根据需要，本设计共计算了开采境界内纯煤地质储量、纯煤可采储量和原煤可采储量。纯煤可采储量=纯煤地质储量×回采率原煤可采储量=纯煤可采储量+煤层中小于0.5m矸石量3、选采技术参数根据煤层赋存条件和开采工艺特点，确定选采技术参数如下：煤层最低可采厚度1.0m；煤层顶底板共损失厚度0.4m；厚度大于0.5m的矸石在工作面剔除，煤损失厚度0.4m；其它损失1%（清理平盘、运输等）。4、储量计算结果经计算，露天矿境界内纯煤地质储量935.50Mt，纯煤可采储量为896.73Mt，原煤可

10、采储量为930.16Mt,详见表4-2-3。1.3矿区工程水文地质特征区内发育主要河流为伊敏河。伊敏河发源于大兴安岭西坡黑山一带，河床两侧零星分布有支流、牛轭湖、大片沼泽及河中岛，属老年期河流，于海拉尔北山汇入海拉尔河。区内河床宽60m，水深0.50m2.50m，流速1.48m/s2.05m/s，流量1.50m/s47.80m3/s。全长200km，流域面积9000km2。历年最高洪水位标高，上游为676.63m，中游为673.03m，下游为665.275m，洪水位一般不超过伊敏河阶地。每年洪水多发生于4月中、下旬，汛期漫滩全被淹没，积水深约1.00m。区内低洼处原有大、小湖泊12个，伊和诺尔

11、、巴嘎诺尔、哈尔呼吉诺尔、泉流湖为常年积水，由于受伊敏露天矿疏干的影响，已全部干涸，其余为季节性湖泊。伊敏煤田位于伊敏河中游冲积平原。伊敏煤田露天区位，在区域上位于区域水文地质单元的径流区。伊敏煤田露天区的水文地质分区，在构造作用下，形成三个单向阶梯式断决，根据其构造性质，自然状态下地质特征以及地层水文地质性质差异，细分为三个次一级水文地质分区，即F10与F9断层之间的南露天区（即I水文地质分区），F5与F9断层之间的一露天区（即水文地质分区）,F5断层以北的三露天和北露天区(即水文地质分区)。本设计只针对一露天区，故只对一露天区（即水文地质分区）进行详细表述。四、地下水的补、径、排条件本区地

12、下水的补给来源有两个，一为大气降水，它是本区地下水主要的补给来源，补给时间为每年4月中旬的冰雪融水和7、8月份的大气降水；一为地表水体伊敏河水和季节性湖泊水体的补给。大气降水的补给源区一是通过盆地两侧的丘陵，低山区的基岩裸露区直接入渗；一为通过勘探区内的砂砾石裸露区入渗，进入第四系含水层，再通过煤层露头或煤系地层越流，补给各含水层。由于各地层的渗透性能的差异，地下水在各地层中以顺层径流为主，汇集于盆地内各含水层中，在疏干流场的影响下，向露天矿疏干区排泄。地表水则以地表径流的方式，汇集于盆地低洼处，或渗透于第四系地层中或以蒸发的形式排泄。由上可知，伊敏煤田露天区的水文地质类型，是个较为特殊的类型

13、，属于以裂隙含水层充水为主的矿床，而且煤层裂隙含水层为主要含水层，其单位涌水量大于q=2l/s.m，而达到19.2l/s.m28.6l/s.m，属于复杂的类型，即类三型。1.3.1采掘场边坡稳定一号露天矿岩层赋存平缓，地层中没有成层连续的弱层，因此一号露天矿边坡滑动模式为圆弧滑坡。为了使自移式破碎机设置在更缓的坡度上，在开采过程中对16煤底板进行了破底，这样就将边坡台阶加深了10 m左右，从而使整个边帮的台阶达到40m左右的深度，且由于东端帮地表已经建有重要地面设施，鉴于目前南帮已经出现大面积边帮滑动的现状，在本次设计中重新核算东帮的边坡角，确保边帮安全是十分必要的。东帮破底板计算时选取推进方

14、向上的16地质剖面进行计算。根据工程地质资料和岩石物理力学实验结果，经统计分析，确定不同岩石强度力学指标如表3-2-1。采掘场南帮边坡破坏的主要原因是边坡体内部岩体存在弱层，软层在边坡体内水的作用下其力学强度极低，当边坡断层北部煤岩进行开挖时，上部便产生相应的变形，其变形量是随断层前部煤层开挖量的变化而变化的。本次设计充分考虑了这方面的原因，并提出了相应的防治措施。边坡稳定分析计算方法采用Bishop和瑞典条分法两种方法进行计算，表3-2-1 岩土力学强度表岩土名称密度(t/m3)内摩擦角(o)(自然)凝聚力(Mpa)(自然)内摩擦角(o)(饱和)凝聚力(Mpa)(饱和)第 四 系1.7230

15、.01190.005第 三 系2.0320.01300.005泥 岩1.9250.02180.011砂 岩2.01300.05240.02煤1.28290.06230.06相互验证，相互对比，符合边坡稳定设计规范，同时两种方法计算出的结果应相同。内排各排土工作面的大气降水要经特定水道流入采场最下部集中处理，保证工作面反坡，防止雨水冲刷排土台阶坡面。2011年东端帮要进行部分煤炭置换，为确保边坡稳定，保证B型转载机下通车，需要增加护坡工程。粉细砂禁止集中排卸，防止单台阶片帮和整体边帮滑坡。东南帮煤层底板倾角较大的区域禁止集中排卸粉砂岩，倾角较大的底板处采取掘沟或堆置超前土挡来加强边坡稳定。针对剥

16、离台阶二台阶东侧存在四纪层残余水，将采用“边疏导边剥离”的方式向前推进。2011年边坡监测工作有两大重点：一是对南帮、东端帮、西端帮重点位置进行周期观测。二是建立东端帮地应力监测系统，提高边坡监控能力。2.开拓开采及生产能力2.1露天矿开采境界一、设计原则及计算基础 1、以2010年度完成煤量1550万吨、生产剥离量4320万立方米核定的采剥工程位置为基础； 2、生产能力计算以包机组为基础，按照充分发挥设备效率、提高煤炭质量的原则，合理安排开采方案； 3、年度产量按经营要求，确定为1810万吨，并基本满足二量及开采技术规格要求，生产剥采比2.8立方米/吨； 4、采煤最低标高为567.0米；5、

17、期末二量按2012年2000万吨生产能力预留，保持有基本的生产接续能力；6、根据生产实际，遵循已批准的一、二、三期初步设计有关参数确定主要技术指标；7、根据沈阳设计院2009年对采区过渡方式论证分析结果，结合露天矿生产实际情况，确定2011年采区转向7°；8、生产准备工作满足2012年产量规模达到2000万吨的要求；9、2011年将开拓延深达16米，延深工程量大，根据生产实际确定设计指标，符合开拓延深的技术要求。二、开采程序2011年度采煤、剥离集中在北帮，其中煤量均分布在E48线以西，而大部分煤量集中在W16E32之间；2011年15#煤层具有正常工作线；采煤推进采用“扇行”方式；

18、剥离正常推进部分相对集中于W16线以东，自上而下逐层分水平剥离，延深方式基本上采用分水平延深直至露煤；2011年剥蚀区仍存在，及时对剥蚀区具体范围进行圈定，采用分层开采与分块选采的方式对剥蚀区提前处理。由于2011年采区转向7°，考虑到转向过程中东侧推进度明显大于西部；且由于B型转载机下通车限制，考虑到内排空间的利用及运输效率的发挥，WK-20电铲应均衡布置于北帮，加强整体推进。年初生产剥离时，即开始636水平推进，增加露煤速度后，调整冬季采煤、剥离生产不均衡期间的采剥平衡关系，利于上半年强化采煤生产接续。 2011年开拓延深达16米，延深工程量大，需要提前做好底板水降深工作，保证延

19、深的正常进行，根据生产实际提前做好延深准备。 1、剥离2011年剥离推进转向，与现剥离工作线成7度角向北推进。剥离的工作线调整为西端帮每推进50米，调整一次工作线，调整角度为1.4度每次，全年调整5次。并根据生产露煤接续情况作出相应调整。根据总结以往的开采经验，冬季剥离对设备的损害较大，设备工况严重下降，开采效率降低；为保证完成全年生产任务，同时减轻对设备的损害，冬季适当减少剥离生产任务。2011年剥离作业到达呼尔哈吉尔湖的底部，在剥离作业时会出现淤泥。在对淤泥进行开采时要落实开采方式及人员、设备的保护措施，保证作业安全。2、采煤2011年采煤推进也相应转向，与现采煤工作线成7度角向北推进。在

20、单斗-卡车-破碎站的半连续采煤工作线调整与剥离相同，单斗-自移式破碎站-输煤胶带机的半连续系统工作线因转载站的限制，上半年不调整工作线，下半年集中调整工作线，具体调整角度根据现场实际情况决定。根据煤层赋存情况，采用水平分层和倾斜分层相结合的方法划分台阶。根据采剥揭露情况及给定的地质资料，2011年采煤区域内（除露头区外），15#煤层大部分已渡过剥蚀区域，16#煤全年大部分时间处于剥蚀区中，煤层的缺失导致物料分布较乱，煤质较差，给开采造成一定困难。另外在F49断层附近煤层分叉较多，这样给煤层选采带来一定难度。露煤时间、选采需协调掌握，以利于防火。2011年采煤工程将由583.0水平延深至567.

21、0水平。七、采剥设备能力核定及需用台数的计算2.2 露天矿工作制度、生产能力、服务年限及生产剥采比 根据煤炭工业露天矿设计规范规定，结合我国露天煤矿生产经验和本矿自然条件、开采工艺等因素，确定本矿年工作日数330d，每天3班，每班8h。根据确定的建设规模及工作制度，设计确定三期生产规模的露天煤矿月、日、班生产能力见表5-1-1。表5-2-1 月、日、班生产能力项 目单 位原 煤 生 产 能 力月平均t1333333日平均t48485班平均t16162采区划分的主要原则（1）根据本矿的生产现状，在现状基础上进行采区划分。因本矿一采区已于1994年末开采完毕，当前开采区域为二采区，故二采区即为现在

22、的首采区；（2）根据设计所确定开采工艺的特点，在已圈定的露天矿开采境界内进行采区划分； （3）采区划分应满足工艺布置要求，并有利于采区间的接续；（4）本矿生产规模为11.00Mt；（5）各采区长度应合理，尽量减少重复剥离量；（6）开采顺序应先优后劣，并兼顾采场内外部衔接关系；（7）充分考虑并利用现有的工程及设施。采区划分现状目前一期工程西南部境界仅至6勘探线，由6勘探线至1勘探线尚有宽度1.5km地段未开采，在采区划分时应统一考虑。采区划分：本次设计依据二期初步设计确定伊和诺尔湖侧生产现状为二采区分区境界；结合本矿深部最终境界东西长7.23km，南北宽3.26km，面积23.57km2，按剥离

23、单斗卡车工艺、采煤单斗卡车半固定式破碎站带式输送机开采工艺。建设规模11.0Mt/a，露天煤矿年推进强度234m/a左右、合理的采区宽度不小于1200m等条件，设计确定将本矿未开采区域划分为两个采区，采区宽度为1600m左右。综合考虑本矿地质条件，F5、F8、F9F43断层、伊和诺尔湖淤泥区以及煤层露头形成了天然的采区划分界限，设计确定以上述因素为界，将露天煤矿划分为三个采区。即，F9F43断层至20号煤层露头为一采区（该区已于1994年开采完毕）；F8到F9断层、或F8至16下煤层露头为二采区（目前二期工程规模11.0Mt/a正在二采区西南部开采，其工作线自西南向东北推进）；F5与F8断层之

24、间为三采区。1勘探线至6勘探线间尚有宽度1500m的未开采地段，亦划归三采区。二、设计服务年限本矿境界内本矿境界内至2007年12月末开采境界内剩余地质储量为935.50Mt，纯煤可采储量为896.73Mt，原煤可采储量为930.16Mt。按2008年能力11.0Mt，2009年及以后各年能力16.0Mt，储量备用系数1.1计，设计均衡服务年限为52.2a。3 穿 孔 爆 破3.1、穿爆主要对象2011年度采区的穿爆工作仍针对季节冻层和夹矸。据以往开采实际和2011年实际开采揭露情况计算，2011年季节冻层总爆破量为115万立方米（考虑砂岩），分月爆破情况见表1-8。分月爆量基础表 表1-8

25、岩种时间季 节 冻 层 （万立方米）一 月28.0二 月20.0三 月28.0四 月28.0其 它11.0合 计115.0 一、穿孔1、设备 KXL150 KX150B 2、进米 10.27万米二、爆破1、起爆方法采用瞬发延时导爆管、导爆雷管方法进行逐孔微差起爆。3.2 采装用半连续工艺系统2010年半连续系统预计可生产原煤800万吨，计划2011年半连续系统生产目标为900万吨原煤。根据采煤总体推进度的要求，2011年半连续系统计划移设6次，采用两采一移的方式，上半年因要跨越转载站采取平行移设，下半年进行扇形移设，移设步距为50-75米。 半连续工艺系统采煤技术规格WK-35电铲投入后，为了

26、进一步提高主采台阶采掘效率、延长移设周期，将主采台阶高度调整为15米，主采台阶采掘带宽度调整为25米，下分台阶高度和采掘带宽度保持不变。其采煤技术规格见下图：图1-3半连续工艺系统工作平盘规格示意图3.3 运 输2011年剥离重心全部在北帮，剥离台阶的开拓系统沟道主要分布于北帮和东、西端帮。剥离物运输主要是西区剥离物绕西端帮的内排通道进入内排土场；东区剥离物通过B型转载机下部或剥离跨越桥形成的内排通道，进入内排土场形成双侧内排；2011年剥离物全部内排。煤炭运输：主要是汽车运输部分煤炭升段后进入号破碎站和2号破碎站，半连续系统承担900万吨的运输任务。2011年，去往一号破碎站，需通过东端帮出

27、入沟提升至剥离660水平到达破碎站。去往二号破碎站的煤炭运输需通过东端帮出入沟绕3#公路到达破碎站。剥离运输：西端帮640、620水平联络道作为西部去往内排土场的主要通道2011年将继续使用，因延深需要，将形成西端帮600水平联络道，将缓解西端帮640、620水平联络道的车流密度，但三条联络道的车流密度仍然较大；东端帮在B型转载机下部通道存在车流交叉，这两处必须控制行车速度和车流密度，确保运输安全。2011年运输任务、运输条件如下：采剥运输总量： 6878万吨立方米其中： 剥离5068万立方米捣货量：400万立方米。电厂年排灰量： 220万立方米电厂灰渣经排灰道路、2号公路至内排土场。根据采剥

28、工程发展需要，2011年将延长3号公路、西端帮640、620水平联络道，以及形成东、西部端帮出入沟道路和西端帮600水平联络道。2011年需要修筑干线、半干线道路总计3.45千米。B型转载机下的运输通道跟随生产推进及时建立，为东南帮内排土场和煤炭运输提供技术条件并需要增加护坡工程。2011年将安装跨越半连续输煤胶带机的涵桥。通过涵桥运输方式的实施，可以均衡东西端帮的车流密度，在一定程度上消除B型转载机下通货能力限制问题，有利于提高运输效率；同时，在采区扇形转向过程中，采区东侧推进度快，剥离量所占的比重增加，涵桥跨越的实施有利于改善扇形转向期间的运输关系，优化运距与运量，降低运输成本，对节能降耗

29、工作也将起到积极的作用。管理上要提前制定相关安全管理制度，确保涵桥运输安全。3.3.1 运输设备能力及数量的确定1、采煤、剥离设备型号77吨、85吨岩斗和煤斗，108吨岩斗和煤斗、172吨、220吨等自卸汽车。 二、运输参数主要运输参数表 项目运量 (万吨、立方米)运距 (千米)平均速度 (千米/小时)限制坡度(%)煤岩合计煤岩煤岩参数1810506868782.753.216-206-83.4 排 土2011年总排土量5288万立方米（其中220万立方米灰渣）。2011年内排土场695水平根据采区过渡方案研究结果不安排跟进；设计内排土台阶六个，排土台阶高度20米，排土平盘宽度95米。2011

30、年内排土场与采煤工作线同步进行转向。2011年剥离作业到达呼尔哈吉尔湖的底部，在剥离物料中会出现淤泥。在对淤泥进行排弃过程中，注意淤泥特性，选择合理排弃方式，保证排土场的边坡稳定。2011年要根据电厂除灰要求及时安排除灰。排弃灰渣时，要注意灰渣同剥离物一起混排至内排土场，排灰要进行位置、量的控制，从而达到环保和安全要求。 一、 内排土场2011年内排六个台阶同时发展。内排土场涨高台阶排土高度上限681米，沉降后控制在680米。1、内排土要求：尽量和地表排平并留出沉降余地；排土边帮坡底线与采煤边帮坡底线不得小于100米，雨季和有冻块时节适当增加。段高按20米设计，排土时段高按20.5米掌握。2、

31、电厂灰渣将同剥离物混排，混排比例12 以上，排弃位置在640-660水平之间；随着采剥工程的推进，现有除灰仓去往内排土场运距逐年增加。3、三期灰渣以汽运方式排往内排土场，做好生产组织上的协调工作，及时压排，保证作业安全。二、外排土场1、西排土场：西排土场自2010年开始已不再使用。2、西排土场2008-2010年平整及放坡位置，实施植被恢复后不再排土。三、排弃方式根据汽车运输工艺和岩性特点，采用汽车运输和推土机联合作业的排弃方式，排弃时采用场地排弃和沿帮排弃相结合的灵活方式进行。加强指挥尽量排弃到位增加直排量，减轻推土机的压力。注意保持段高，作业面有3.5%的反坡，留有沉降余地。四、内排土场边

32、坡管理根据内排土场发展状态，加强内排土场管理将是确保剥离生产的关键因素，因此对内排土场必须作好以下技术管理工作：1、按设计技术参数，控制排土总高度和台阶高度，粉砂台阶增加一个分层，尽量实施剥离物混排； 2、严格控制灰渣的排弃位置和排弃比例； 3、控制好各平盘宽度及发展平衡关系，边坡角不得超过18度；4、对内排土场进行布点观测，特别是在雨季要实施有序排水防止雨水冲刷边坡，并根据内排土场动态变化情况增加观测次数；5、对内排土场底角与淤泥区相接触处，要做出一定宽度的土堤并加以压实，防止淤泥区水侵入内排土场底角，影响边坡的稳定。、4疏 干 防 排 水露天矿疏干防排水工作的主要任务是降低采掘场地下水位，

33、防排地表水，使其不能汇入露天采掘场，满足露天生产与扩建的需要。与此同时，还要把疏干井作为电厂工业用水的供水水源保护起来，以满足电厂用水的水质。露天矿从投入疏干井排水工程以来，地下水疏干工程主要以环形疏干井排列布置实施截排水，局部采用超降坑或超降井来增加降深强度，同时辅以挖沟放水排除浅部残留水和煤层底板残留水措施。到2010年末，一共施工疏干井198口，先后因扩采的需要和无水等原因，累计废除（包括自然废除）疏干井150口，目前有疏干井48口，日排水量5.6万立方米左右。5 成本估算露天煤矿扩采后生产成本的估算，是在充分借鉴露天矿扩采前历年实际发生的财务报表资料的基础上，并参照了能源基（1990）

34、71号文的有关规定，采用以设备运营费为中心的指标体系及管理费、其他工料消耗等有关指标按实物组合法计算。露天矿三期工程扩采前后成本按以下原则进行测算：1、材料费：露天矿的火工材料按设计逐年消耗量及实际材料价格估算，设备消耗材料依据设备价值及材料消耗百分率指标计算。2、燃料费：根据设计的耗油量计算，柴油价格为6900元/吨。3、动力费：依据设计电耗及实际用电单价计算，电价为0.299元/kw.h。4、人工工资及福利基金：根据设计劳动定员及参考露天矿现行人年平均工资单价水平计算，综合确定为4.38万元/人年。5、修理费：露天矿修理费用是按设备价值及不同设备修理费率计算。6、其他支出：参照露天矿历年实

35、际成本资料估列。水费、取暖费、通勤费等在管理费中考虑。7、折旧费：土建工程折旧年限为40年，露天矿设备折旧年限为10至25年不等。8、摊销费：扩采工程实施后, 新增无形和递延资产按10年分摊计入成本。9、安全费用：根据国家颁布的文件规定，按吨原煤3.0元标准计列。10、井巷工程费、维简费：按照财建（2004）119号文颁发的费用标准进行计算。11、财务费用：由生产经营期间发生的建设投资借款利息和生产流动资金贷款利息组成。露天煤矿二期、三期扩采工程达产年成本测算对比见表24-3-1；经济计算期二期、三期扩采工程及三期增量各年生产成本计算分表见表24-3-24。表24-3-1 露天煤矿二期及三期扩

36、采工程达产年原煤成本测算对比表单位：元/t、万元序号项目二期工程 （11.0Mt/a）三期工程 （16.0Mt/a）三期工程增量 （净增规模：5.0Mt/a)单位成本总成本单位成本总成本单位成本总成本一材料费3.37 3703 3.17 5074 2.74 1371 二燃 油6.93 7622 7.16 11452 7.66 3830 三工 资3.26 3583 2.70 4327 1.49 744 四电 力0.60 656 0.63 1009 0.71 353 五修理费7.38 8122 7.43 11885 7.53 3763 六安全费用3.00 3300 3.00 4800 3.00 1500 七其他支出3.80 4180 3.50 5600 2.84 1420 八折旧费7.66 8427 7.57 12119 7.38 3692 九摊销费0.39 433 0.35 555 0.24 122 十井巷工程基金2.50 2750 2.50 4000 2.50 1250 十一维简费7.00 7700 7.00 11200 7.00 3500 十二财务费用9.37 10310 7.18 11485 2.35 1175 合 计55.26 60786 52.19 83506 45.44 22720 实习总结通