新疆昌吉市宝平煤矿初步设计安全专篇

.概况矿区开发情况新疆昌吉市硫磺沟宝平煤矿位于准南煤田头屯河西南部,头屯河西岸35〜39勘探线,行政区划隶属昌吉市管辖。项目业主是新疆昌吉市宝平煤矿,项目业主是新疆昌吉市宝平煤矿,该煤矿是一家股份制煤炭生产企业,成立于2002年12月。本矿始建于90年代原生产能力为年产3万吨,开拓方式为平响配合暗斜井提升，斜井通风,其只在+1160m以上局部范围开采。2006年开始技改,改扩建规模为9万吨/年,开拓方式为平恫一下山开拓，斜井通风。新疆昌吉市宝平煤矿9万t/a改扩建工程项目由新疆煤炭设计研究院有限责任公司设计,新疆维吾尔自治区经贸委、自治区煤炭管理局、煤矿安全监察局分别以新经贸投资函［200514号文、新煤规发［2005］711号文和新安监发［2005］210号文对新疆昌吉市硫磺沟宝平煤矿9万t/a改扩建项目立项审查、初步设计和安全专篇进行审查批复。新疆昌吉市硫磺沟宝平煤矿改扩建工程于2006年4月开エ建设,2008年5月矿井改扩建工程建成并经验收投产,设计生产能力为9万吨/年。矿井采用走向长壁悬移顶梁液压支架放顶煤采煤法。2009年11月矿井进行生产能力核定,核定生产能力为45万t/a。矿井目前生产许可证生产能力为45万t/a。矿井目前的开拓方式为平晌ー下山开拓,矿井方式采用中央分列式,通风方法为机械抽出式。矿井共有两个井口，即主运输平碉和回风斜井,矿井新鲜风由主运输平碉进风,回风斜井回风。矿井无集中运输巷和集中回风巷,采用片盘开采方式,整个矿井只划分ー个采区。井下共布置有混合提升暗斜井、回风下山和行人下山三条下山,回风下山和行人下山布置在7号煤层中,混合提升暗斜井布置在7号煤层中。主运输平嗣与混合提升暗斜井、行人下山相连,各煤层采掘巷道通过盘区石门与混合提升暗斜井、回风下山相连通,回风下山与回风斜井通过回风下山上部车场相连通。行人下山、回风下山和混合提升暗斜井通过联络巷和+1000m水平巷道相连通。根据自治区煤炭エ业“十一五”发展规划安排,本矿井规划井型为0.6Mt/a。矿井生产能力与地区煤炭规划保持一致。见《关于徐矿集团新疆赛尔能源有限公司四矿等20个煤矿建设项目列入自治区煤炭工业“H一五”发展的函》（新政办函［2008］302号）。L2编制设计依据.新疆维吾尔自治区矿产资源储量评审中心新国土资储备字［20091164号:“关于《新疆准南煤田昌吉市硫磺沟矿区宝平煤矿勘探报告》矿产资源储量评审备案证明”;.新疆维吾尔自治区矿产资源储量评审中心新国土资储评［20091164号:“《新疆准南煤田昌吉市硫磺沟矿区宝平煤矿勘探报告》矿产资源储量评审意见书”；3、《关于将昌吉市宝平煤矿列入自治区煤炭“十一五”发展规划进行60万吨/年矿井改造的报告》（昌市国土［20081225号）。4、《关于将我州昌吉市宝平煤矿改扩建矿井项目列入自治区“十一五”煤炭发展规划的请示》（昌州政发［2008192号）。5、《关于徐矿集团新疆赛尔能源有限公司四矿等20个煤矿建设项目列入自治区煤炭工业“H一五”发展的函》（新政办函［20081302号）。6、矿井当前开采现状及矿井提供的有关技术资料。.《新疆维吾尔自治区煤炭エ业“十一五”发展规划》;.GB50215-2005《煤炭工业矿井设计规范》；2007年1月1日起执行的《煤矿安全规程》；《煤矿救护规程》及其它现行适用规范。.国家有关煤炭工业建设的技术、经济政策和法律、法规。.昌吉市宝平煤矿提供的“设计委托书”。.新疆煤炭工业管理局新煤规发［2011129号“关于昌吉市宝平煤矿60万吨/年改扩建工程可行性研究报告的意见”。3建设单位基本情况新疆昌吉市宝平煤矿,该煤矿是一家股份制煤炭生产企业,成立于2002年12月。位于新疆昌吉硫磺沟,行政区划隶属昌吉市管辖。注册资金5000万元。公司资本雄厚,资金条件好。.4设计概况（-）地理概况1,交通位置新疆昌吉市硫磺沟宝平煤矿位于准南煤田头屯河西南部,头屯河西岸35〜39勘探线,行政区划隶属昌吉市管辖。井田中央地理坐标:东经:87°08'49"北纬:43°40'41"硫磺沟矿区距庙尔沟〜昌吉市（省道104）柏油公路300m,北距昌吉市62km,距硫磺沟镇10km,向南可达庙尔沟天山林场等地,东距乌鲁木齐市42km,交通便利。.地形及地貌本区地貌总体特征,受控于新地质构造运动和头屯河迳流切割，以河床阶地、台地地貌为主,在井田西南处煤层露头ー带,因煤层自燃,分布大面积烧变岩经风蚀作用形成了火烧山，造就如今地貌观景，属低山丘陵区,呈西北高,东南低之地势,海拔高程1420〜1160m,相对高差260m,沟谷呈北西〜南东向展布。3,河流、湖泊分布头屯河是区域性地表水系，由南西流向北东，于井田外东南450n!处通过,根据昌吉市气象站在制材厂（头屯河上游）、哈地坡（头屯河下游）设站观测资料,1989年制材厂站6~7月份最大流量71m7s»哈地坡站81.1m：7s,制材厂站1~3月份最小流量1.2〇〜1.36m7s,哈地坡站0.9〜0.95mソs,制材厂站年平均迳流量6.34〜8.24m3/s,哈地坡站8.44〜9.97m3/s,区内沟谷在洪水季节暴雨之后,可形成暂短的地表水流ー洪水,急泄汇入头屯河。区内未发现泉水点。.气候本区属大陆性干旱〜半干旱气候。冬季严寒,夏季酷热,春季气候多变,秋季降温迅速为其特点。全年最低气温在1月份和2月份,月平均最低气温ー13.6。。〜ー17.6C,最高气温在7〜8月份,平均为25.8c〜23.4℃«昼夜温差一般在10C以上,全年降水量较小,年降水量一・般为170.4〜201.1mm,雨季主要在6〜8月份,降水量高达25.6〜52.2mm,日最大降水量22.9mm,年蒸发量一一般为1882.6mm,最大蒸

交通位置图比例尺 1:1100000发量在7月份可达356.5mm,每年10月至次年3月为结冰期,冻土深度最大可达1m,3〜4月初解冻,最大风速2.9m/s,一般风速1.2〜2.Om/s,风向以西南风为主。根据《中国地震动参数区划图》(GB18306-2001)1该区地震动峰值加速度为0.2g,地震动反应谱特征周期为0.40s。对应的地震基本烈度为VII（度。（二）主要自然灾害矿区灾害性的天气主要为雪灾。该区地震基本烈度为训!度。强度较大的地震将对煤矿构成危害。（三）工程建设性质本矿井属于改扩建矿井。（四）井田开拓与开采1、井田境界本矿现为生产矿井,勘探报告已通过评审。设计井田边界按照2006年5月I1日,自治区国土资源厅向昌吉市宝平煤矿颁发的采矿许可证,证号:6500000612676o井田境界拐点坐标见表1一1一1。井田拐点坐标ー览表表1—1—1拐点编号坐标（m）XYS,4838045.0029511370.00s24838215.0029511173.00S34838825.0029511842.00S”4838450.0029512208.00S54837990.0029512610.00s64837766.0029512384.00s74837400.0029512740.00s84837334.0029512664.00s94837698.0029512314.00S104837400.0029512016.00井田深部境界:+120〇〜+835m。井田东西走向长1.3km,南北倾斜宽0.88km,面积1.0543kmユ。2.储量(1)矿井地质资源量此次设计依据新疆地质矿产勘查开发局第九地质大队编制完成的《新疆准南煤田昌吉市硫磺沟矿区宝平煤矿勘探地质报告》。本次设计矿井的资源量,按国家现行标准《固体矿产资源/储量分类》GB/T17766及《煤、泥岩地质勘查规范》DZ/T0215的要求进行计算。根据《新疆准南煤田昌吉市硫磺沟矿区宝平煤矿勘探地质报告》,勘查区范围内资源储量总量3065.23万吨。其中:探明的内蕴经济资源量(331)1584.78万吨;控制的内蕴经济资源量(332)1355.60万吨;推断的内蕴经济资源量(333)124.85万吨。井田内地质资源量估算结果见表4—1一2。采矿许可证范围内通过评审的资源储量分煤层汇总表表1-1-2煤层全区(万吨)先期地段(万吨)备注(331)(332)(333)合计(331)(332)(333)合计4-5227.85210.33438.18226.33125.38351.717120.1681.4615.71217.33119.1351.8415.71186.68此表9-10458.72376.3571.40906.47432.98181.5671.40685.94盖章14-15778.05687.4637.741503.25558.08199.2037.74795.02有效合计1584.781355.6124.853065.231336.52557.98124.852019.35资源储量分水平汇总表表1-1-3标高(m)通过评审的资源储量(万吨)备注(331)(332)(333)合计累计1150-121018.8115.7134.5234.52限采标髙以上1100-115038.1491.67109.14238.95274.471050-1100291.78153.260445.04718.511000-1050542.2463.630605.871324.38限采标髙以下950-1000464.36230.610694.972019.35900-950217.53417.730635.262654.61850-90030.73333.660364.393019.00835-85046.23046.233065.23合计1584.781355.6124.853065.23.矿井エ业资源/储量(1)概况本井田参与地质资源量计算的可采及局部可采煤层赋存于中侏罗统西山窑组中部,煤层全区发育,属稳定至较稳定,主要可采煤层为4-5、7、9T0及14T5号煤层,根据各煤层的エ业指标及其工业利用价值,按照《固体矿产资源/储量分类》GB/T17766标准的要求,从技术、经济效益等方面进行综合分析研究与评价。(2)煤层エ业指标的确定本井田煤炭资源丰富,可采煤层煤质变化较小,其煤质以中水份为主、低中一中灰份、高挥发份、高发热量、特低硫、低磷、不具粘结性的长焰煤(41CY)为主的优质动カ用煤,可做エ业锅炉用煤及民用煤。根据我国的能源政策和煤炭资源状况,按目前煤矿开采的技术经济条件,结合《煤、泥炭地质勘探规范》的要求,井田的一般性エ业指标如下:最低可采厚度为0.70m；各煤层最高灰分<40%；最高硫分く3%；最低发热量(Qnet.d)>17MJ/kgo(3)资源经济意义的划分按GB/T17766-1999《固体矿产资源/储量分类》国家标准,井田内资源量(331+332+333)为3065.23万吨,其中探明的内蕴经济资源量(331)：1584.78万吨;探明的内蕴经济资源量(332)：1355.60万吨;推断的内蕴经济资源量(333)：124.85万吨(331)资源量占(331+332+333)资源量52%。(331+332)资源量占(331+332+333)资源量96%。井田煤层资源量成果统计表单位:万吨 1T-4、资小、源尽、量ヽ331332333合计331/(331+332+333)%(331+332)/(331+332+333)%4-5227.85210.33-4381681.4615.71217.3360939-10458.72376.3571.40906.47559214-15778.05687.4637.741503.255397合计1584.781355.60124.853065.235296.矿井エ业资源/储量矿井工业资源/储量按下式计算:依据《煤炭工业矿井设计规范》本次设计深度为初步设计阶段:矿井工业资源/储量=lllb+122b+2MU+2M22+（333）Xk依据勘探报告本矿井属生产矿井,地质勘探程度较高,本次勘探类型确定为ー类二型。主要可采煤层为4-5、7、9T0及14T5号煤层,均为可采煤层。地质资源量中探明资源量（331）和控制资源量（332）,经分类得出的经济的基础储量111b和122b、边际经济的基础储量2Mli和2M22,连同地质资源量中推断的内蕴经济资源量（333）的大部分归类为矿井工业资源量。故矿井エ业资源/储量=探明资源量（331）+控制资源量（332）+推断的内蕴经济资源量（333）Xko矿井地质勘探程度较高,本次勘探类型确定为ー类二型。故k取0.9表1一1一5 矿井エ业资源/储量汇总表 单位:万t采平开水煤层类别地质资源量工业储量:(331+332+333X0.9)331332333小计+1000m以上4-5180.8637.070217.93217.937105.1229.2715.71150.1148.5299-10324.09111.9771.4507.46500.3214-15262.09149.0637.74448.89445.116小计872.16327.37124.851324.381311.895+1000m〜+835m4-546.99173.260220.25220.25715.0452.16067.267.29-10134.63264.380399.01399.0114-15515.96538.4301054.391054.39小计712.621028.2301740.851740.85合计1584.781355.6124.853065.233052.745经计算,矿井各煤层总エ业资源/储量为3052.745万t。矿井+1000m水平工业资源/储量为1311.895万t,+835m水平工业资源/储量为1740.85万t。.矿井设计资源/储量矿井设计资源/储量是指矿井工业资源/储量减去井田境界煤柱等永久保护煤柱损失量后的资源/储量。根据本矿井煤层赋存特点,矿井设计资源/储量按下式计算：矿井设计资源/储量=矿井エ业资源/储量一井田边界煤柱,结果详见表1-1一6。经计算矿井永久煤柱损失量总计!37.37万t,矿井设计资源/储量为2915.37万t。

采平开*-层号煤编工业资源/储量(331+332+333X0.9)井田边界煤柱矿井设计资源/储量+1000m以上4-5217.939.81208.127148.5296.68141.859-10500.3222.51477.8114-15445.11620.03425.09小计1311.89559.041252.86+1000m〜+835m4-5220.259.91210.34767.23.0264.189-10399.0117.96381.0514-151054.3947.451006.94小计1740.8578.341662.51合计3052.745137.372915.37表1—1—6单位:万t矿井设计资源/储量汇总表.矿井设计可采储量矿井设计资源/储量汇总表矿井设计储量减去主要井巷煤柱的煤量后乘以采区回采率,为矿井设计可采储量。采区回采率:薄煤层取85%,中厚煤层取80%,厚煤层取75%。经计算,全矿井设计资源/储量为2915.37万t,扣除主要井巷煤柱、开采损失,矿井设计可采储量为2109.42万t。计算见表1一1一7。(1)エ业场地保护煤柱根据本井田的地质情况,エ业场地位于开采范围以外不需留设保护煤柱。表1—1—7 矿井可采储量汇总表 单位:万t开采水平层号煤编矿井设计资源//•>J=L主要井巷煤柱开采损失矿井可采储量+1000m以上4-5208.128.2849.96149.887141.855.6427.24108.969-10477.8119.01114.70344.1014-15425.0916.91102.04306.13小计1252.8649.85293.94909.07+1000m〜+835m4-5210.348.3750.49151.48764.182.5512.3249.309-10381.0515.1691.47274.4214-151006.9440.07241.72725.16小计1662.5166.15396.011200.35合计2915.37116.00689.952109.42(2)主要下山保护煤柱据国家煤炭工业局制定颁发的《建筑物、水体、铁路及主要巷道煤柱留设与压煤开采规程》的第83、86条规定要求,在基岩地层岩石上山移动角取为65°、下山移动角65。、走向移动角75°〇根据规范要求留设围护带后,结合本井田的地质情况,第四系地层移动角取65°,煤系地层取75°,以此来圈定下山保护煤柱。矿井永久煤柱为井田边界煤柱、轨道下山和回风下山、运输下山、行人下山煤柱、采空区煤柱等。①井田边界煤柱按《煤矿防治水规定》范要求,井田边界各留设20m宽的煤柱。②轨道下山和回风下山、运输下山、行人下山煤柱轨道下山和回风下山、运输下山、行人下山两侧各留设30m宽的煤柱。③已有采空区安全煤柱采空区周围留设20m宽的安全煤柱。矿井现有死火区均位于采空区上部。本次设计不需专门留设死火区隔离煤柱。④开采损失按规范规定:厚煤层取25%,中厚煤层取20%〇3.矿井设计生产能力及服务年限矿井开采范围内工业资源储量3052.745万t,设计可采储量2109.42万t,根据地质构造复杂程度和地质勘探程度,储量备用系数取1.3。矿井服务年限计算如下:Tz=ZM(KXA)式中 ZK一矿井设计可采储量,2109.42万t；Kー资源储量备用系数,取1.3；A一矿井设计生产能力，0.6Mt/aoT=2109.42/(1.3X60)=27年零1个月。矿井+1000m水平服务年限计算如下：T尸Zノ(KXA)式中 Z,ー矿井+1000m水平设计可采储量，909.07万t；Kー资源储量备用系数,取1.3；A一矿井设计生产能力,0.6Mt/aoTl=909.07/（1.3X60）=11年零8个月。矿井+835m水平服务年限计算如下:T2=Z2/（KXA）式中 Z2ー矿井+835m水平设计可采储量,120〇.35万t；Kー资源储量备用系数,取1.3；A一矿井设计生产能力,0.6Mt/aoT2=1200.35/（1.3X60）=15年零5个月。4.井田开拓方式本矿井采用平桐一下山（皮带运输下山）开拓方式。改造利用已有的平嗣（原有净断面6.5m?,改造净断面8.5m2）、利用已有的斜风井（净断面6.55m2）作为设计矿井的主运输平嗣和回风斜井,利用沿7号煤层布置的混合提升轨道下山（净断面6.76m2）,作为改扩建后的轨道下山。利用沿7号煤层布置行人下山（净断面6.25m?）,回风下山（净断面7.02m'）,作为改扩建后的行人下山,回风下山。沿9-10号煤层底板新掘一条皮带下山（净断面8.Im?）,井筒倾角19°。作为改扩建后的运输下山。主平碉内铺设30kg/m钢轨,7t架线电机车牵引It固定矿车运输,担负全矿井的运输及进风任务,敷设洒水管、注氮管、电缆等,为矿井的第一安全出口,其长度为650m;轨道下山铺设30kg/m钢轨,井筒倾角20°,单钩串车提升,至投产+1000m一水平其斜长为512m。担负全矿井的辅助提升及主要进风任务;运输下山倾角19°至投产+1000m-水平其斜长为576m,装备DTL100/50X400输送机,担负矿井提煤任务。行人下山倾角19°,至投产+1000m一水平斜长为534m。敷设排水管、洒水管、注氮管、电缆等并设人行台阶和扶手;回风下山倾角19。,至投产+1000mー水平其斜长为534m。设人行台阶和扶手。利用原有斜风井作为设计矿井的风井,井筒倾角25°,其斜长为276m。设人行台阶和扶手，担负全矿井的回风任务，并兼作矿井的第二安全出口，通风方式为中央分列式。设计开采煤层赋存于平胴水平以下，全矿井划为两个水平下山开采,一水平标高为+1000®;二水平为标高为+835m,投产水平为一水平。见图Cl530To9T〜2。主平碉:位于矿区东南侧,为改造利用原有平碉。铺设30kg/m钢轨,敷设排水和消防洒水管路及下井动カ、通讯、信号电缆等,担负全矿井的运输任务,是矿井的进风井和主要安全出口。其断面特征及技术参数见表1T-6及插图l-1-lo斜风井:位于矿区南侧距离主平碉230m内设行人台阶和扶手,担负全矿井的回风任务并兼作矿井第二安全出口。其断面特征及技术参数见表1T-6及见插图1-1-2〇井筒特征表衣1_1-6井筒名称井筒坐标井口标高(m)方位角(°)井筒倾角(°)井筒长度(m)井筒断面(m2)砌壁井筒装备备注XY净掘ジ度(mm)材料平洞4837440.4929512581.681174.94138°06508.7310.2100锚喷架线电机乍及矿车已有斜风井483780329512184127R6154°25〜332766.557.5100锚喷台阶、扶手已有5、水平划分及阶段高度的确定根据选择的开拓方式和本矿生产现状，将矿井划分为两个水平，一水平,标高为+1000m；二水平,标高确定为835m;全矿划分为两个采区开采,一水平为ー采区、二水平为二采区,均采用双翼开采。水平划分及标高符合《煤炭工业矿井设计规范》GB50215-2005关于水平段高的规定。6、主要运输大巷位置本矿井地层产状的总体趋势较平缓,首采区地层倾角一般18°〜20°,矿井走向长度较短,利用区段石门联系各煤层,不设集中运输大巷和集中回风大巷。7.开采现状、改扩建区域,改扩建与正常生产的关系矿井目前开采区域位于4-5号煤层+1100m〜+1125m之间,改扩建工程首采面位于4-5号煤层+1080m〜1049m之间。本次改扩建工程主耍是利用矿井原有井巷工程。在实施平嗣改造期约2个月矿井需停产施工,在实施运输下山施工过程中可以边施工边生产约5个月。待目前开采区域位于4-5号煤层+1100m〜+1125m之间煤量回采完毕后,矿井全面停产,实施改扩建工程首采面4-5号煤层+1080m〜1049m工作面时准备安装、调试及试生产工作。改扩建工程实施时矿井应编制详细施工组织设计。8.采区布置及主要设备的选择根据已确定的开拓方式、采区划分及开采顺序,投产ー采区走向长度为870m左右。矿井投产ー个采区•，个采煤工作面可达到。.6Mt/a的设计生产能力,投产工作面位于ー采区轨道下山北部4-5煤层。见采区布置图。根据煤层间距和矿井开采现状,采区轨道下山沿7号煤层布置为已有工程。通过甩车场及区段石门与工作面运输、回风顺槽连接。采区行人下山、采区回风下山沿7号煤层布置为已有工程,倾角19°,通过区段石门与工作面运输、回风顺槽连接。新建运输下山沿9T0号煤层布置倾角19°,运输下山通过集中煤仓与运输平碉连接,运输下山与工作面运输顺槽通过煤仓连接。从煤层间距可以看出由于970号煤层位于煤层组中部。故将运输下山沿970号煤层布置可以减少投产期石门工程量。较为合理斜风井通过回风斜巷与回风下山连接。通过各回风石门与工作面回风顺槽连接。投产工作面布置在ー采区北翼+1080m〜+1049m之间4-5号煤层中,该段煤层储量级别较高,煤层厚度较稳定,布置一个回采工作面能达到设计生产能力。投产工作面自煤层下山沿煤层走向布置运输顺槽和回风顺槽掘至采区南部边界,沿倾斜方向布置工作面开切眼。回采方向为后退式,即由采区边界向运输下山方向回采。工作面长度100m,采高2.5m,放顶煤4.5m,一天3个循环,循环进度1.2m,放顶煤步距为1.2m一个工作面达产。矿井投产时,回采4-5煤层工作面。ー个工作面生产达到设计生产能力。根据国内综采放顶煤的生产经验,本矿井放顶煤工作面每班割两刀,1个循环1.2m,一日共3个循环,日进度3.6m,放顶煤步距1.2m。月进度74m,年推进度891m,正规循环率75%。其中工作面开帮回收率按95%,放顶煤回收率按75%计算。工作面生产能力计算:工作面日产量:A1=YXL'XL(HiXni+n2XH2)Ai=1.3X3.6X100X(2.5X0.95+4.5X0.75)=269It工作面年产量：A=A1XL,XnX10-6A午=2691X330X0.75X104=66.6万t/a式中 Lー工作面长度,100m；L'ー工作面日进度,3.6m；L,一年工作日,330d；ni——工作面开帮回采率,95%；ル——工作面放顶煤回采率,75%；H——正规循环率,75%；H,ー工作开帮高度,2.5m；H2ー放顶煤高度,4.5m；Y——煤的容重,IMt/m,。根据计算结果,设计投产时布置一个采煤工作面产量能满足矿井设计生产能力0.6Mt/a的要求。开采顺序:ー采区采完后,应接续二采区的煤层:煤层开采顺序:从上部煤层到下部煤层依次进行开采,即先采4-5号，次采7号煤层,再采9-10号煤层,最后采14-15号煤层。掘进工作面数量：为了保证矿井开拓、准备及回采工作面的正常接替,设计共配备2个掘进工作面,分别掘进接续工作面的轨道(运输)顺槽,其中配备1个综合机械化掘进工作面及1个普通钻爆掘进工作面。回采工作面与掘进工作面之比为!:2〇(1)综合机械化掘进工作面机械配备:综掘巷道掘进装备综合掘进机、双向可伸缩胶带输送机、局部扇风机等机械化作业线。设备选型如下：型号EDZ-100E,功率165kW,电压660V。双向可伸缩胶带输送机:型号SJ-800A,带宽800mm,功率2X40kW,电压660V。掘进机除尘器:型号KGC-H,功率18.5kW,电压660V。气动锚索锚杆钻机：型号MQT-85Co煤矿安全钻机:型号TXU-150A,功率5.5kW,功率660V。局部通风机:型号KDF—6.3;风量45〇〜230m：'/min,功率2X15kW,电压660V。(2)普通钻爆掘进工作面机械配备：顺槽采用钻爆普通掘进,设备选型如下：风动凿岩机：型号YT24。耙斗装岩机：型号P—30,功率17kW,电压660V。气动锚索锚杆钻机：型号MQT-85Co混凝土搅拌机:安IV,功率55kW,电压660V。混凝土喷射机：HPC6,功率5.5kW,电压660V。湿式除尘器:型号JTC-III,功率7.5kW,电压660V。混凝土喷射机除尘器：型号MLC-Ic,功率5.5kW,电压660V。矿用小绞车：型号"800X600-30,功率22kW,电压380/660V。发爆器：型号MFBTOO。局部通风机:型号KDF—6.3;风量45〇〜230mソmin,功率2X15kW,电压660V。工作面顶板管理方式为全部垮落式。(五)提升、排水、压缩空气系统提升运输设备:1、主平胴运输设备主平碉运输距离650m,采用ZK7-6/250型架线电机车运输,采用30kg/m轨道,使用两台,备用一台。要技术参数如下：(1)电机车粘着重量：P=7.0t；(2)牵引速度:V=4.2m/s；(3)电机车长时牵引力:Fch=304kg；(4)车组矿车数:39辆;2、运输下山设备运输下山上部标高+U72m,下部标高+1000m,倾角19°,斜长576m,装备一台带宽与运输下山配套ST型钢丝绳芯带式输送机担负井下原煤提升运输任务,DTL100/80/2X400主要技术参数如下:(1)带宽:B=1000mm；(2)带速：V=2.0m/s；(3)胶带型号：ST2500整芯阻燃带胶带强度：Gx=2500N/mm；(4)输送量:Q=500t/h；(5)设计输送机斜长：L=576m；(6)输送机倾角：0=19°；(7)与带式输送机配套的驱动装置：A、电动机选用:电动机:YB450-46-4型,功率400X2kW,转速148017min。U=10KV变频调速数量1台;B、减速器选用：M-RSF08型(带逆止器)i=35.5数量1台;C、制动器选用:KZP-850型N=3.OkW数量1台。(8)与带式输送机配套液压拉紧装置ー套。(9)与带式输送机配套综合保护装置(防爆型)ー套。2、轨道下山提升设备：选用1台JKB-2.5x2.3A型防爆提升绞车绞车(配套电机型号为YB315M3,功率N=185kw,U=380/660V),满足要求。3、排水设备：选用3台D46-50X10型耐磨式离心泵。每台水泵的性能参数为：Q=55m7h,H=270m。与水泵配套的电动机型号为YB250-2,功率为75KW,U=660V。排水管敷设二趟ル118X5的无缝钢管。管路全部采用法兰连接。排水管路规格:巾118X5;吸水管路规格：4)133X5。4、空气压缩设备:选用2台LU110-8型(风冷)螺杆式空压机,其中1台工作,1台备用。每台空压机的排气量20.6mソmin,排气压カ0.8MPa,配套电动机功率为llOkW。空压机起动控制设备由主机厂成套供货。5、压缩空气管路:主管选用选用①108X4的无缝钢管;支管选用①57X4的无缝钢管。管路全部采用快速接头连接。（六）井上下主要运输设备（一）地面运输矿井地面原煤、人员、材料设备的外部运输采用公路运输方式,エ业场地内部采用带式输送机与道路联合运输方式。（二）井下运输1、原煤运输运输方式及设备:采煤工作面前后均配备1台SGZ764/630型刮板输送机运煤,工作面运输顺槽配备1台SZZ730/160型转载机、1台PLM1000型破碎机和1台DSJ100/2X75型可伸缩带式输送机。1,原煤运输1N4-5号工作面煤炭运输路线为:1N4-5工作面（SGZ764/630型可弯曲刮板输送机） 1N4-5工作面运输顺槽（SZZ764/160型转载机） 1N4-5工作面运输顺槽（DSJ100/2X75型带式输送机）--采药瑜下山（DTL100/80/2X400型带式输送机）ー集中煤仓ー主平碉ー地面生产系统。.辅助运输材料运输路线:地面一-►主平碉（ZK7-6/250型架线电机车牵引平板车）一-►（轨道下山绞车下放平板车）一--+1080水平连接处（蓄电池电机车牵引平板车）一-HN4-5工作面回风顺槽（蓄电池电机车牵引平板车）ーー1N4-5煤层工作面。.采区通风系统1N4-5工作面主要通风路线:新鲜风流经主平胴ーー轨道下山上部车场ー-・轨道下山-区段+1049m水平运输石门HN4-5煤层工作面运输顺槽-1N4-5煤层工作面一・HN4-5煤层工作面回风顺槽7号煤层回风下山回风斜巷一・・斜风井井筒一・►地面。.采区排水采采区各出水点的水一中九道下山ー・+1000m水平运输石门ー1000m水平车场一水仓ー中央水泵房一轨道下山一主平爾一地面沉淀池（七）供电与通讯.供电电源:清水泉UOkV变电站与本矿井相距约1.2km«硫磺沟35kV变电所与本矿井相距约10km。目前本矿井的两回10kV供电电源即取自清水泉llOkV变电站10kV母线段和硫磺沟35kV变电所10kV母线段。引自清水泉UOkV变电站10kV线路导线规格为LGJ-70长1.2km,引自硫磺沟35kV变电所10kV线路导线规格为LGJ-70长10km。当矿井改扩建完成,生产能力产量达到0.6Mt/a时,全矿最大涌水量时用电负荷约为2463.1kW,计算电流为151.3A,此时,原有两回10kV电源线路LGJ-70长分别为10km及1.2km,经计算取自清水泉UOkV变电站10kV母线段长为1.2km的LGJ-70电源线路满足要求,另一回引自硫磺沟35kV变电所10kV线路导线规格为LGJ-70长10km电源线路其电压损失不能满足要求。考虑到井改扩建完成后矿井供电的安全需要建议将引自硫磺沟35kV变电所10kV线路导线规格为LGJ-70长!0km电源线路进行改造,架空线路导线规格由LGJ-70改为LGJ-185。改造后两回电源线路一回运行一回备用,当一回故障时,另一回能保证全矿井的全部负荷的用电。.电压:矿井供电电源电压等级为10kV,地面配电电压等级为10kV、0.4kV0井下配电电压等级为10kV、1140V、660V、127V、36V〇3.电カ负荷本矿井改扩建设计规模为0.6Mt/a,矿井变电所10kV母线最大计算负荷:1）设备台数安装容量TOC\o"1-5"\h\z设备安装总台数 94台设备安装总容量 4881.8kw正常涌水时设备工作台数 69台正常涌水时设备工作容量 4067kw最大涌水时设备工作台数 70台正常涌水时设备工作容量 4104kw2）正常涌水时矿井负荷正常涌水时矿井变电所!0kV母线最大负荷:

有功负荷:2866.2kw无功负荷:2638.1kvar考虑同时系数(Ktp=0.85,Ktq=0.9)后,矿井变电所10kV母线计算负荷为:有功负荷:2436.2kw无功负荷:2374.3kvar自然功率因数：0.72无功补偿:-1500kvar补偿后矿井变电所10kV母线计算负荷为:有功负荷:2436.2kw无功负荷:874.3kvar视在负荷:2588.4kVA补偿后的功率因数为0.943)最大涌水时矿井负荷最大涌水时矿井变电所!0kV母线最大负荷:有功负荷:2897.7kw无功负荷:2661.7kvar考虑同时系数(K,p=0.85,Ktq=0.9)后,矿井变电所10kV母线计算负荷为:有功负荷：2463.Ikw无功负荷:2395.5kvar自然功率因数:0.72无功补偿：-1500kvar补偿后矿井变电所10kV母线计算负荷为:有功负荷：2463.Ikw无功负荷:895.5kvar视在负荷:2620.8kVA补偿后的功率因数为0.94矿井年总耗电量:9186178kwh/a矿井吨煤耗电量：15.3kwh/t附表:1、用电负荷统计表2、变压器选择表4.送变电方式本矿设计生产能力为0.6Mt/a,根据《煤矿安全规程》的要求,矿井供电电源必须采用双电源供电,并且应满足《煤矿安全规程》第四百四十一条要求:矿井应有两回电源线路,当任一回电源线路发生故障停止供电时,另一回路应能担负矿井全部负荷。按照以上原则,确定本矿的送变电技术原则如下：1)矿井供电系统技术特征根据确定的供电方案,本矿井电源一回引自清水泉UOkV变电站10kV母线段,线路规格为LGJ-7O,长为1.2km。另一回引自硫磺沟35kV变电所10kV线路导线规格为LGJ-185,长为10km。二回路运行,当一回故障时另一回能保证全矿井的全部负荷的用电。10kV线路技术特征两回10kV架空电源线路导线规格分别为LGJ-185,LGJ-95(线路长度分别约10km及1.2km。线路技术特征如下：LGJ-185导线安全系数为3.0,最大使用应カ为107.IN/mm、电杆采用钢筋碎杆，稍径e190,平均杆高12m;线路平均档距80m；;电杆均采用铁横担、复合悬式绝缘子。基础为预制碎底、拉、卡盘。沿线地势起伏不大。LGJ-95导线安全系数为3.0«最大使用应カ为!22.8N/mm2o电杆采用钢筋碎杆,稍径ル190,平均杆高12m；线路平均档距80m；:电杆均采用铁横担、复合悬式绝缘子。基础为预制碎底、拉、卡盘。沿线地势起伏不大。线路设计气象条件见表!-4-1〇表!-4-1 气象条件气象项目气温(℃)风速(m/s)冰厚(mm)最高气温+3500最低气温-3000最大风速-5300覆冰-5510年平均气温-500外过电压+1510(0)0.地面供配电地面高压采用10kV;低压动カ采用380V;照明采用380/220V。现矿井地面高低压采用放射式供电系统。为确保煤矿安全生产,矿井井下、扇风机房、地面生产系统、架线式电机车、消防水泵房和制氮压风车间均采用双回路电源供电,1回工作,1回备用,2回电源分别引工业场地10kV变配电所（室）10kV或0.4kV侧不同母线段。地面的车间配电、办公楼、生活区等采用一回路电源供电。矿井地面变电所内设有315kVA动カ变压器两台,380V低压系统为单母线分段接线。矿井的风井距工业场地约1.5km,以两回架空配电线路向风井变电所供电,导线规格为LGJ—50钢芯铝绞线。风井设有10kV变电所一座，变压器容量为2X200kVA,向风机房供电。由于地面低压负荷增加较多（总计约300kW）,现向地面低压负荷供电的低压系统有以下问题:1）地面变电所动カ变压器现为2台315kVA,当一台故障时另•台不能保证85%的负荷;2）低压配电柜已不能馈出大电流回路。因此，需对现地面低压供电系统进行调整,设计认为，原煤风选系统负荷集中,适宜自成系统,因此,设计在风选系统设置一台250kVA动カ变压器。矿井地面变电所低压系统2台315kVA动カ变压器,向地面低压除风选系统外的负荷供电,运行方式改为两台同时运行互为备用,此时当一台故障时，另一台保证系数为0.89能保证全矿井地面一、二级负荷。变电所主接线系统图详见C1530—261—1。.井下供配电井下高压采用10kV,采区低压动カ采用1140V及660V,井底车场石门采用660V,照明及手持电钻采用127V。本矿井为平洞开拓方式,运输大巷内采用架线电机车运输,运输顺槽采用刮板运输机运输、轨道下山采用绞车提升。矿井属低瓦斯矿井,煤尘有爆炸危险性,煤层属易自燃发火煤层。井下计算负荷见表10—2—1、2,矿井最大涌水时井下计算负荷为Pj=2463.IkW,Qj=2395.5kvar,计算电流Ij=197.5Ao按经济电流密度计算，矿井下井电缆选用2回MYJV22—8.7/10kV,3X95mm2交联聚乙烯绝缘矿用电カ电缆，经主平洞引至井下中央变电所。两回电缆分别取自地面变电所10kV不同的母线段,一回运行,一回备用。当一回电缆故障时,另一回电缆能保证井下现有最大涌水量时的全部用电负荷供电。井下变电所内!0kV侧选用10台BGP49-10型矿用隔爆型高压真空配电装置;变电设备选用2台KBSG-500/1010/0.69kV500kVA矿用变压器;0.66kV侧选用3台KBZ-630型矿用隔爆馈电开关、5台KBZ-200型矿用隔爆馈电开关、3台QJZ-80型矿用隔爆真空磁力启动器、1台BQD10-60型矿用隔爆真空磁力启动器、1台BZX-4.0/0.6,4.OkVA0.6/0.133kV型照明变压器综合保护装置。井下变电所10kV配出共6回,2回至所内变压器；3回至采区配电点；1回至暗斜井胶带机配电点。低压配出共9回,其中3回至主水泵,1回至暗斜井绞车胴室,3回至采区配电点。具体详见井下供电系统图。井下电缆全部用铜芯电缆,井下主电缆选用交联聚氯乙烯扩护套内钢带铠装MYJV22-8.7/10kV型电カ电缆,低压动カ电缆除煤电钻采用MZ-O.3/0.5型煤电钻专用橡套电缆外其他均选用MY-O.38/0.66型矿用橡套电缆。为减少管理环节,节约投资,使高压深入负荷中心,采区所有负荷均直接由中央变电所供电。自中央变电所10kV的两段母线分别引出电缆向采区下山皮帯、综采工作面、综掘工作面供电。以上各用电负荷均采用KBSGZY型矿用隔爆型移动变电站供电。供电电缆采用煤矿专用高压双屏蔽监视型橡套电缆,电缆型号为MYPTJ-6/10kv,3X50+1X25/3+JSmm\MYPTJ-6/10kv,3X25+1X16/3+JSmm%本设计中,所有开拓及掘进工作面的局扇均采用专用开关、专用电缆供电,并配有风电瓦斯闭锁装置。掘进工作面的局扇均采用双回路供电。根据《煤矿安全规程》及《矿山设计规范》的要求,井下电缆全部选用符合中华人民共和国煤炭行业标准《煤矿用阻燃电缆》(MT818.1-818.14-1999)的煤矿专用电缆。井下接线系统,所有电气设备及线路选择详见井下供电系统图C1530-261-2及C1530—261—3〇.安全监控与机算机管理1)矿井综合信息化管理系统宝平煤矿改扩建后配备ー套全矿井综合信息化管理系统。该系统由生产调度指挥中心、安全管理信息系统、自动化监测控制系统、经营管理系统、矿井通信系统五个单元构成。生产调度指挥中心,实现生产、运销调度、安全监测和调度通信等的集控管理和信息发布;安全管理信息系统,包括矿井安全监测监控系统、防灭火信息监测和矿井工业电视监视,同时完成安全设施管理以及生产安全信息管理;自动化监测控制系统,实现矿井井下工作面、井上下煤流、地面生产和辅助生产系统的实时在线监测控制和变电所综合自动化系统以及暗斜井带式输送机、暗斜井提升机、主扇通风机、制氮站等的监测监控；经营管理系统,主要功能为企业管理信息系统（MIS）,实现矿井办公自动化、事务管理、经营管理、技术管理和能源管理等；矿井通信系统,包括矿井行政通信、调度通信、视频会议、应急通信、电カ调度通信、有线电视等系统,实现与煤矿安全监察部门的通信和信息联络。系统主要设备由调度中心主机设备、数据库服务器、浏览工作站及信息显示（发布）系统、网络结构、传输线路以及综合信息化管理系统的5个单元等组成。2）矿井安全管理信息系统宝平煤矿为低瓦斯矿井,煤层属易自燃发火煤层,煤尘具有爆炸危险性。改扩建后拟装备的矿井安全管理信息系统符合《煤矿安全规程》、《煤炭工业矿井设计规范》、《矿井防灭火规范》、《矿井通风安全监测装置使用管理规定》等规程规范的要求,该系统包括矿现在已有的矿井的安全监测监控和防灭火信息监测设备,同时完成安全设施管理以及生产安全信息管理。（1）安全生产监测监控系统矿井现装备ー套KJ90NA型监测监控系统,实现矿井的安全监测及生产监控。安全监测:主要监测井下各种有害气体及工作的作业条件,如:高、低浓度甲烷（瓦斯）气体、ー氧化碳、风速、温度、压カ、负压、粉尘、烟雾等。生产监控:监控井上下主要生产环节的各种生产参数和主要设备的运行状态参数。矿井安全监测监控中心设置在矿调度中心内。根据井下开拓方式及采区布置，在井下增加本安型分站、矿用隔爆电源箱、断电控制器以及各类传感器。布置在新增加的运输下山皮带机头碉室、综采工作面、综掘工作面、普掘工作面。（2）井下人员定位子系统设计选用与K90NA配套的KJ251井下人员定位子系统ー套,此子系统与KJ90N型安全监控系统共用ー个平台,无须重复布线,通过在地面中心站仅需增加相应的人员定位分站、动态目标识别器、人员标识卡、人员跟踪定位处理软件,即可实现对矿井入井人员的实时监测、跟踪定位,考勤统计、报表查询等功能。本系统能够清楚掌握每个人员在矿井下的位置及活动轨迹,可为事故抢险提供科学依据,同时,也可利用系统的日常考勤管理功能,对全矿井人员进行考勤管理。(3)火灾预报束管监测系统根据矿井的灾害程度,矿井现装备・套SG-2003煤矿自燃火灾束管监测系统。用于煤矿气体成分监测,预报煤层自然发火,一旦发现有关指标超过或达到临界值等异常变化时立即发出预报。火灾预报束管监测系统作为安全监测监控的ー个子系统,纳入全矿井安全监测监控系统。根据改扩建的井下采区布置，束管延伸到需要监测的采空区或巷道。(4)エ业电视监视系统改扩建完成后,矿井安全监视系统装备ー套矿用工业电视系统,在井下井底及石门、综采工作面采煤机、综掘工作面、上山运输皮带、暗斜井绞车碉室、中央变电所及水泵房等部分采用矿用本安型摄像仪,在地面生产系皮带驱动机房、风选机房、翻肝机房等采用一体化带夜摄功能的彩色摄像机，外运给煤点采用矿用本安型摄像仪。(5)安全设施管理以及生产安全信息管理矿井装备的安全设施管理包括自动防跑车装置、挡车器、风门、风电、瓦斯电闭锁装置、电气安全防护设施等。生产安全信息管理要完成以下方面的管理:①入井人员安全信息管理,静态:人员健康档案管理和入井出勤计划等管理。动态:入井人员实检统计考勤管理、入井人员井下分布管理和井下人员健康状态等管理。②生产安全隐患管理,采、掘、机、运、通等安全隐患汇报统计、计划安排、整改处理管理。③设备运行性能安全管理。3)矿井自动化与监测控制改扩建完成后,矿井装备的自动化监测控制系统,包括变电所综合自动化系统、下山运输皮带、轨道下山提升机及提升信号、轨道下山防跑车系统控制、地面生产系统控制、主要通风机、制氮站等部分,实现矿井井下工作面、井上下煤流、井上下辅助生产系统的实时在线监测控制和变电所综合自动化系统以及ド山运输皮带、暗斜井提升机、主要通风机、制氮站等的监测监控。以上系统通过其通讯接口,与矿井综合信息网络连接。(1)地面生产系统控制地面生产系统控制选用以PLC可编程控制器为核心的控制系统,根据工艺要求,系统可实现自动和手动两种控制方式,自动时，在控制室内集中操作,手动时在现场可直接开启各设备。集中控制采用逆煤流方向延时启车和顺煤流方向延时停车。各设备之间相互闭锁,故障时自动发出声光报警。(2)轨道下山提升信号在轨道下山中设有提升信号装置,信号采用转发方式,井底各车场信号由井口转发至绞车房。(3)轨道下山防跑车系统控制在轨道下山中各车场设有防跑车控制系统。系统由脱扣机构、传感器、主控柜、限位器、挡车栏、语音报警器等设备组成。平时正常情况下,除提升人员时(提升人员时,挡车装置和防跑车装置必须是常开状态,并能可靠地锁住),挡车栏处与常闭状态。当绞车起动正常运行时,矿车到达测速区域后,挡车栏自动台起,矿车过后,挡车栏自动落下。当矿车超速、跑车、溜车时,测速传感器发出挡车信号,控制系统便对有关设备进行自动闭锁,对跑车进行可靠的阻拦。避免事故的发生。(4)采区运输机集控在井下综采工作面配备了KJD2A型矿井胶带输送机集中监测系统,配合各胶带运输机配备的KJ2002A型矿井胶带输送机单机电控装置,对采区胶带输送机组成的运输系统及其有关设备进行集中监测和控制。监控系统，以KJD5型矿用本安型可编程控制器(PLC)为核心控制设备。采用逆煤流延时起车，瞬时停车方式,设备之间相互闭锁,并设有起车、停车、事故和联系信号。系统配置了完善的胶带运输机检测保护装置。胶带机沿线保护和信号装置具有故障地址识别功能,且采用接插连接方式,便于安装、调试和维护。（5）综采工作面通信、信号及控制为配合机械化工作面的采煤,采煤工作面配备了通信、信号及生产监测系统,以提高机采工作面的采煤效率。监控系统能实现对工作面液压支架、采煤机、刮板运输机、转载机、液压泵站等设备状态参数实时在线监测。4）矿井经营管理系统改扩建完成后，本矿井设有煤矿计算机局域网,该网络与矿井调度网络的生产在线（数据库）服务器,通过基于TCP/IP协议的网间互联,共享矿井调度网络的资源,同时避免矿井调度网络的网络阻塞,并保障矿井调度网络安全。.通讯1）光传输系统及光缆线路改扩建完成后,矿井租用中国电信一一条2M线路作为矿井行政调度通信中继线路,另租用1条10M线路作为矿井网络数据通信线路。2）矿井通信系统改扩建完成后，本矿井通信系统包括行政管理电话、生产调度电话和电カ调度通信。（1）行政管理与生产调度电话系统在工业广场办公楼内设置行政管理电话站，安装200线数字程控电话总机一台，包括行政与调度通信。（2）电カ调度通信矿井10kV变电所与上级变电站通信联络,由供电部门经市话线路实现。矿井10kV变电所与井下中央变电所之间设直通电话。（3）有线电视系统矿有线电视系统设计选用4芯光缆与昌吉市有线电视系统连网。（八）地面辅助生产系统本矿井主要开采煤种是41号长焰煤（41CY）,其主要用户是乌鲁木齐及昌吉地区的发电厂、水泥厂、热カ公司以及周边的居民。矿井设计生产能力为0.6Mt/a,输送量255t/h,其中块煤输送量约60t/h,末煤输送量约195t/h。井下开采的原煤由运输下山ST型钢丝绳芯（阻燃型）带式输送机提升到平碉车场转载点处,经机头溜槽给入煤仓,再由煤仓电动闸门装入矿车由由电机车运输至地面环形车场,通过地面窄轨翻车机卸载到滑坡式固定条筛上进行分级,条形筛下设ー50mm沫煤口和+50mm块煤口各ー个。ー50mm沫煤通过皮带走廊输送到地面储煤场落地,皮带走廊内设人工选砰作业区采用人工选肝,然后通过地面三台E50装载机装车外销。+50mm块煤口通过皮带走廊输送到FGX-6复合式干法选煤成套设备分选后到地面储煤场落地,然后通过地面三台E50装载机装车外销。矿井辅助设施配有矿井修理车间、综采设备修理车间及转运库、计量室、煤样室及化验室等。（九）地面设施1、矿井エ业场地:矿井工业场地位于本区地貌总体特征,受控于新地质构造运动和头屯河迳流切割,以河床阶地、台地地貌为主,在矿区西南处煤层露头ー带,因煤层自燃,分布大面积烧变岩经风蚀作用形成了火烧山,造就如今地貌观景,属低山丘陵区,呈西北高,东南低之地势,海拔高程+1420〜+1160米,相对高差260米，沟谷呈北西〜南东向展布。设计开拓方案为平碉ー斜风井开拓。平碉、风井利用原有井巷工程。エ业场地为利用原有场地。竖向设计采用台阶式布置。台阶设置本着与地形坡度相适应、满足平面布置需要和运输要求的原则,尽量避免大填大挖，减少土石方工程量;土方カ求做到就近挖高填低,填挖平衡,避免长距离搬运。由于本矿井是在原9万t/a基础上进行0.6Mt/a改扩建。现有的设施均系9万t/a建设期间新建的正规建筑设施。矿井扩建后的エ业广场为利用原有场地位于矿区东南部现有工业场地附近平坦处。整个工业广场分为两个分区生产区及辅助生产区呈台阶式布置。生产、储运区:由平嗣井口地面车场、固定筛及储煤场地组成,布置在エ业场地的西北部,风向有利且能利用地形。辅助生产区：矿井修理间、综合材料库、地面蓄电池电机车充电间、空气加热室、调节蓄水池、布置在エ业场地西南部,制氮车间,灯房、浴室、任务交待室。与平碉联系较为方便。变电所、油脂库位于平洞井东北侧，锅炉房位于平碉西北侧,储煤场

地西侧。行政福利区:由矿区行政办公楼,职エ食堂、职エ活动中心、救护队办公楼。职エ宿舍组成,布置在工业场地的东南部,位于场地的上风侧。由扇风机房、防冻室组成的风井工业场地位于矿井工业场地的西南部,风井与平嗣相距230m。ェ业场地总平面布置详见附图C1530-447-0k（十）技术经济、劳动定员表根据本矿井可采煤层的赋存条件及设计的采煤方法、机械装备水平等,参照现代企业管理制度，本着“高效率、安全生产”的精神,根据“生产工人按岗位,管理人员按组织结构、职责范围和业务分エ,服务人员按比例”来确定本矿井的岗位定员,并参照煤安监察[2006]14号文“关于加强煤矿建设项目劳动定员核定等工作的通知”的精神,进行计算。劳动定员表表1-4-2序号人员类别出勤人数在籍系数在籍人数ー班二班三班四班合计——原煤生产工人93939040316433其中井下工人656565302251.4315地面工人333325911.3118二管理和技术人员6664221.0022原煤生产人员合计99999644338455*-服务人员4444161.0016四其它人员332191.009合计10610610249363480五救护队人员1313493二、建设投资概算项目总投资为19166.27元,吨煤投资为319.44元/1。其中:井巷工程为1567.68万元,土建工程为850.71万元，设备购置及安装为10248.43万元,其他工程和费用为3828.16万元,工程预备费1154.65万元，铺底流动资金为262.67万元,原有投资1253.95万元

三、原煤生产成本成本费用是指项目在一定时期内为生产和销售产品而花费的全部成本和费用。现行财务制度规定,总成本费用由制造成本、管理费用、财务费用和销售费用组成。依据1997年原煤炭部颁发的《矿井原煤设计成本计算方法》及财政部、国家发展改革委、国家煤矿安全监察局2004年颁发的财建[2004]119号文、按成本费用要素法,并结合矿井的实际情况,估算出煤炭生产成本见表:1、直接材料费:依据设计吨煤消耗量及参照同类矿井生产实际成本,结合项目实际情况估算。2、动カ费用:依据设计吨煤电耗，电价按0.55元/kw・h计算。3、职エ薪酬：包括社会保障、住房公积金、工会经费和职エ教育经费及其他：按工资的45%计算。4、职エ福利费用：按原煤成本工资14%计取。5、修理费：根据《矿井原煤成本计算方法》规定其他设备按2.5%计取,综采设备按5%计取。6、其他支出：包括矿产资源补偿费、采矿权使用费、其他费用等,本项目根据实际情况和相关规定计算。7、维简费：根据财政部、发展改革委、国家煤矿安全监察局财建[2004]119号文的有亲规定,本项目所在地区维简费提取标准为8.5元/t（含井巷工程基金2.5元/1）,井巷工程维简费在成本中单列。7、折旧费：（1）地面建筑工程按40年计取折旧。（2）综掘设备按8年计取折旧。3）一般采掘设备按10年。（4）其他设备按15年折旧。8、摊销费用：按项目发生的无形资产和递延资产范围的实际费用计算,一般按10年摊销。9、安全费用：根据财建[2004]119号文的规定按吨煤10元/吨计取。10、资源开发特别调节费：根据新政发（2008）92号文规定,原煤生产成本中应

增列煤炭资源开发特别调节费,征收标准2元/1。原煤成本表表1-4-2序号项目名称甲.位单价吨煤消耗量吨煤成本（元/1）1材料2.67(1)坑木m37000.00030.21(2)炸药kg6.070.17951.09(3)雷管发1.010.45320.46(4)乳化液kg8.000.010.08(5)其他材料0.832动カkwh0.5513.357.343职エ薪酬（含45%社会保障费）32.804福利费按エ资!4%3.175修理费6.126其它支出9.247资源开发调节费2.0经营成本小计63.348折旧10.679安全费用10.010维简费6.0011井巷基金2.5012摊销费1.5613流动资金利息0.44原煤成本合计94.51四、销售利润序号产品名称年销售量（Mt/a）售价（元/1）单位成本（元/t）位金元)单税1/t年平均利川（万元）年平均所得税（万元）年平均税后利润（万元）0.6145.094.5124.141581.0395.251185.75五、经济分析经过成本、利润静态计算分析,本项目要达到设计生产能力,需投入资金!7649.62万元，年平均收入为8700万元,年上缴税金1448.0万元,年平均所得税395.25万元,年平均税后利润1185.75万元,经济效益基本可行。2.矿井开拓与开采煤层埋藏及开采条件地质构造及地质特征（一）井田地层地表出露和钻孔揭露的地层有侏罗系下统三工河组、中统西山窑组、头屯河组、第四系上更新统、全新统,简述如下:①下侏罗统三エ河组（Jis）主要分布于头屯河东岸,井田境界之外。三工河组上段（J.s2）»主要岩性为ー套湖泊相、湖滨相沉积的厚〜中厚层状黄灰色、黄绿色、灰色粉细砂岩、泥岩组成,夹有煤线,钻孔揭露未见底，根据区域资料,以厚〜巨厚层状粗砂岩为下段分界,地层厚度600m〇②中侏罗统西山窑组（J/）为一套河流相〜湖沼相含煤碎屑岩建造,根据其含煤特征可分为上、下两段:下段（，，）:由多个河流相〜湖沼相沉积旋回构成,岩性为灰白色中、粗砂岩及灰色粉砂岩、泥岩为主,含煤15〜18层,其中主要可采煤层为4-5号、7号、9-10号、14-15号煤层。底部以ー层灰白色中细砂岩与下伏三エ河组分界，整合接触,地层厚194m。上段（J2x2）：为ー套河流相的砂砾岩、中粗砂岩为主,夹有湖滨相的粉细砂岩及泥岩,局部含薄层炭质泥岩和煤线。底部巨厚层的含砾层粗砂岩,俗称“豆腐渣砂岩”为上下段分界标志，地层厚度275m。③中侏罗统头屯河组（工ナ）为ー套不含煤的杂色碎屑岩建造,主要为粗、细韵律相间的不等厚沉积旋回,按沉积旋回可分为上、下两段,上段分布在井田境界之外,本次工作未对该段进行控制，仅对头屯河组下段地段予以叙述如下：下段（レズ）：由紫红色、褐红色、灰绿色相间的粉砂岩、泥岩组成,中夹黄绿色细砂岩,底部为ー厚层状灰绿色含砾粗砂岩、砂砾岩,与西山窑组分界的标志层,与下部地层整合接触未见顶，主要分布在井田西北部ー带。地层厚度大于120m。④第三系（R）上新统（ん）:为ー套山麓相、河流相沉积,以半胶结的棕红、黄绿色泥岩、砂岩为主,底部发育ー层厚层状灰白色钙质砾岩,与下伏地层呈不整合接触,厚度〇〜80m。⑤第四系（Q）上更新统（Qざf区内广泛分布,多发育呈平台、丘城丘陵，岩性上部为风成亚砂土,具可塑性和吸水性,厚度〇〜6m。下部为松散砾石层，分选性差，次棱角状,透水性好，赋存在风成亚砂土之下,与下伏地层不整合接触,厚度〇〜22m。全新统（Q,）:冲洪积层（Q产），以松散砂土、砾石为主,分选差,棱角状,透水性好,沿现代冲沟分布。厚度〇〜10m。坡积层（Q/7）«火烧山坡积物,以烧变岩为主,松散，分选差,棱角状,沿火烧山东南侧呈条带状分布,厚度〇〜5m。（二）井田构造井田位于阿克徳向斜南翼，地层走向为北东〜南西向,为北西倾斜的单斜构造,地层倾角为14°〜28°。井田内无明显断裂构造。2煤层及煤质.煤层中侏罗统西山窑组下段（J2V）为本区主要含煤地层,含煤15〜18层,其中可采煤层（组）4层,即4-5号、7号、9-10号、!4-15号煤层,可采总厚度33.4〇〜44.40m,平均可采厚度38.75m,可采煤层分述如下:4-5号煤层:有10个见煤点,均为可采点,煤厚6.55〜7.74m,平均7.08m夹研〇〜1层。结构简单,厚度稳定,属稳定煤层,顶板岩性为粉砂岩,底板为粉砂岩。7号煤层:有8个见煤点,均为可采点,煤厚1.43〜2.57m,平均厚1.89m,夹砰1层,上分层薄,一般为0.60m,下分层厚,一般在1.40左右,结构简单,厚度稳定,属稳定煤层,顶、底板岩性均为粉砂岩,距4-5号煤层5.46m。9T0号煤层:有7个见煤点,均为可采点,煤厚8.93〜11.54m,平均10.54m,夹肝4〜5层,结构复杂,煤分层有分叉合并现象,稳定较差,属稳定煤层,顶板岩性为粉砂岩,底板为泥岩或炭质泥岩,距7号煤层9.26m。14-15号煤层:有7个见煤点,均为可采点,煤层厚16.49〜22.55m,平均厚19.15m,夹肝2〜3层,结构中等〜复杂,煤分层沿走向或倾向分叉合并现象严重,稳定性差,属稳定煤层,顶板岩性为粉砂岩或炭质泥岩;底板岩性为粉砂岩,距9-10号煤层.42m〇煤层特征见表2TT。煤层特征表表2—1—1煤层編号煤层厚度(m)煤层间距顶板岩性底板岩性倾角(°)稳定性视密度(t/m3)煤层结构最小值〜最大值平均值(点数)最イ値『耿a平嶋(酬4-555〜7.7408(10)3.64〜8.085.46(5)粉砂岩粉砂岩19口定1.34简单71.43〜2.57粉砂岩粉砂岩19稳1.38简单1.98(8)5.8〇〜12.28细砂岩定9-108.93〜11.549.26(5)粉砂岩粉砂岩19稳1.35复杂10.54(7)6.35〜22.5410.42(5)炭质泥岩定14-1516.49〜22.5519.15(7)粉砂岩炭质泥岩粉砂岩炭质泥岩19稳‘定1.39中等〜复杂2.煤质(1)煤的物理性质4-5,7号煤层为黑色,条痕为黑褐〜褐黑色,光泽一般为沥青〜油脂光泽,性脆,节理和裂隙比较发育,断口以差参状为主,多呈条带状结构,宏观煤岩成份以亮煤为主,暗煤次之,为半亮型煤。9-10.14-15号煤层呈黑色，条痕为黑色带褐色，光泽暗淡，沥青光泽和丝绢光泽,半坚硬,韧性较强,裂隙不发育,平坦断口,均一状结构或条带状结构,宏观煤岩类型9-10号煤层为半暗型.14-15号煤层暗淡型。(2)煤岩特征通过采样鉴定和收集邻近钻孔煤岩成果,镜下鉴定各煤层均以有机质为主,含量均＞80%,矿物质含量均V20%。其中,有机质4-5.7号煤层以镜质组分为主,惰质组份次之,半镜质组份和壳质组份少量,9-10.14-15号煤层以惰质组分为主,镜质组份次之,半镜质组份、壳质组分少量,其特点煤层由上到下(4-5 14-15号)镜质组份逐渐减少,惰质组份逐渐增加,矿物质与惰质组份成正比。本区煤层煤岩类型4-5.7号煤层为半亮型;9-10号.14-15号煤层为暗淡型。变质程度为0-I级阶段,镜煤最大反射率在0.445〜〇.566之间。(3)煤的化学性质原煤水份:4-5号煤层为6.75%,7号煤层为6.40%,9T0号煤层为6.10%14-15号煤层为6.08虬全区各煤层横向变化不大,纵向上由上至下有逐渐减少趋势。原煤灰份:4-5号煤层在9.63〜12.62%之间变化,平均为11.22恥7号煤层在8.56〜16.78%之间变化,平均为12.15%；9-10号煤层在15.21〜28平均之间变化,平均21.31%；14-15号煤层在14.69〜21.76%之间变化，平均17.05队全区各煤层横向上变化不大;纵向上具上部4-5号、7号煤层灰分低;下部9-10号、14-15号煤层灰份高的特点。挥发份:无论原煤、精煤,全区各煤层横向较稳定，变化不大,纵向上由上至下(4-5-14-15号)有明显减少趋势。元素分析：各煤层均以C元素为主,0+S元素次之,其它少量,全区无论横向上,纵向上均变化不大。有害元素：全区煤中磷含量均小于0.05%,属低磷煤层,全区各煤层硫含量加权平均均小于1%,属特低硫煤。(2)煤的工艺性能发热量:全区各可采煤层原煤弹筒干基发热量在21.45MJ/kg〜28.53MJ/kg之间变化,均属中高发热量的煤层。粘结指数:各煤层均在〇〜0.1之间,不具粘结性。灰融点：4-5号煤层ST为1191C,7号煤层ST为1220C；14-15号煤层ST为1231℃,均为低熔灰份;9-10号煤层ST为＞1299℃,为高熔灰分。低温干馈:4-5号煤层焦油为11.0%；7号煤层焦油为10.5%；9-10号煤层焦油为5.8%；14-15号煤层焦油为4.3%,其中4-5号、7号煤层为富油煤，9T0号、14-15号煤层为含油煤(3)煤的工业用途4-5,7号煤层属特低灰〜低灰、特低硫、特低磷、中高发热量、富油的长焰煤,可作为化工用煤、工业用煤和民用煤；9-10号、14-15号煤层属中灰、特低硫、特低磷、中高发热量、含油的不粘煤为主,长焰煤次之,燃烧时烟少，是环保型洁净煤，可作为良好的工业动カ用煤和民用煤。(三)煤层顶底板岩石物理力学性质(1)4-5号煤层:顶板为粉细砂岩,为半坚硬岩层,泥钙质胶结,致密,但风化易碎,遇水变软。45-2号孔揭露为中砂岩,具冲刷面,沿倾向及走向其岩性变化不大,单向抗压强度在饱和状态下为11.70-56.30Mpa,属较软弱岩石;底板均为泥质胶结的粉砂岩,略含炭质,岩石稳定性中等,沿倾向及走向其岩性变化不大,单向抗压强度在饱和状态下为35.50Mpa,属较软弱岩石。7号煤层:顶板为粉砂岩,为半坚硬岩层,泥质胶结,致密易风化，易碎,遇水变软,略含炭质,局部夹煤线,沿倾向及走向其岩性变化不大,单向抗压强度在饱和状态下为33.60Mpa;属较软弱岩石;底板也为粉砂岩,其岩性特征同顶板,沿倾向及走向其岩性变化不大,单向抗压强度在饱和状态下为41.00Mpa,属较软弱岩石。9-10号煤层:顶板为粉、细砂岩,为较脆的岩层，泥钙质胶结,致密,含少量炭质,局部存在较薄炭质泥岩伪顶,沿倾向及走向其岩性变化不大,单向抗压强度在饱和状态下为1.95Mpa。属极软弱岩石;其底板一般为泥岩、炭质泥岩,风化易碎,遇水变软,沿倾向及走向其岩性变化不大,单向抗压强度在饱和状态下为10.50Mpa,属软弱岩石。14-15号煤层:顶板为粉、细砂岩,为较脆的岩层,泥钙质胶结,致密,含少量炭质,沿倾向及走向其岩性变化不大,单向抗压强度在饱和状态下为14.70Mpa,属软弱岩石;其底板一般为粉砂岩和炭质泥岩,易风化,遇水变软,沿倾向及走向其岩性变化不大,单向抗压强度在饱和状态下为24.60Mpa,属软弱岩石。综上所述，矿区内可采煤层顶底板地层岩性多为粉、细砂岩、泥岩等，多为泥钙质胶结,致密,裂隙不发育,地层岩性较稳定，地质构造简单,但岩石的抗压强度较小,为极软弱ー较软弱岩石类型,属ト2类顶板,因此本区的工程地质条件可确定为中等类型。(四)煤层露头及风氧化带井田内出露的地层由老到新分别为中石炭统、上三迭统、侏罗系及第三系、第四系。。井田内的煤层位于侏罗系,该岩组岩岩性为灰白色粗砂岩ー细砂岩