目 录
前 言 ............................................................ 4 第一章 矿井概况及地质特征 ........................................ 7
第一节 井田概况 ..................................................................................................... 7 第二节 地质特征 ..................................................................................................... 9
第二章 井田开拓 ................................................. 14
第一节 井田境界及储量 ....................................................................................... 14 第二节 矿井设计生产能力及服务年限 ............................................................... 17 第三节 井田开拓 ................................................................................................... 17 第四节 井 筒 ........................................................................................................ 19 第五节 井底车场及硐室 ..................................................................................... 20
第三章 采区布置及采煤方法 ....................................... 21
第一节 采煤方法 ................................................................................................... 21 第二节 采区巷道布置 ........................................................................................... 22 第三节 采区通风、运输、排水 ........................................................................... 22 第四节 巷道掘进与支护 ....................................................................................... 23 第五节 矿井建设移交标准及建井工期 ................................................................ 25
第四章 通风和安全 .............................................. 26
第一节 概况 ......................................................................................................... 26 第二节 矿井通风系统及通风方式 ....................................................................... 26 第三节 矿井风量与负压 ....................................................................................... 27
第五章 提升、通风、排水、压风设备 ............................... 31
第一节 提升设备 ................................................................................................... 31 第二节 排水设备 ................................................................................................. 35 第三节 压风设备 ................................................................................................. 37 第四节 洒水灌浆系统............................................................................................. 38 第五节 矿井通风设备 ......................................................................................... 39
第六章 工业广场与地面布置 ....................................... 41
第一节 总平面布置 ............................................................................................... 41 第二节 平面布置 ................................................................................................... 42
铜陵县黄狮山煤矿矿井技术改造初步设计
第三节 竖向设计及场内排水 ............................................................................... 42 第四节 场内运输 ................................................................................................... 42 第五节 管线综合布置及防洪排涝 ....................................................................... 43
第七章 矿井供电 ................................................. 44
第一节 供电 ......................................................................................................... 44 第二节 通信及信号 ............................................................................................... 45 第三节 防雷 ........................................................................................................... 45 第四节 安全监控系统 ........................................................................................... 45
第八章 劳动安全与工业卫生 ....................................... 47
第一节 概述 ........................................................................................................... 47 第二节 矿井安全 ................................................................................................... 47 第三节 劳动保护与工业卫生 ............................................................................. 55
第九章 环境保护 ................................................. 57
第一节 设计依据及采用标准 ............................................................................... 57 第二节 大气污染源排放与防治 ......................................................................... 57 第三节 废水排放及处理 ..................................................................................... 57 第四节 固体废弃物排放及综合利用 ................................................................. 58 第五节 主要噪声处理 ......................................................................................... 58 第六节 矿区绿化 ................................................................................................. 58
第十章 技术经济部分 ............................................. 59
第一节 劳动定员及劳动生产率 ........................................................................... 59 第二节 矿井经济分析 ........................................................................................... 60 第三节 矿井设计主要技术经济指标 ................................................................... 61
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铜陵县黄狮山煤矿矿井技术改造初步设计
附件：
1、关于《安徽省铜陵县新建黄狮山矿2006年度矿产资源/储量年度报告》评审意见书
2、安徽省经济委员会、安徽煤矿安全监察局皖经煤炭函[2007]270号《关于公布2006年安徽省地方煤矿矿井生产能力复核结果的通知》
3、铜陵市国土资源局铜矿储备[2006] 72 号《安徽省铜陵县新建黄狮山煤矿2006年度矿产资源/储量年度报告》矿产资源储量评审备案证明
4、《关于铜陵县黄狮山煤矿技术改造项目备案的复函》省经委皖经煤炭函[2007]914号
5、《关于2007年度全省煤矿瓦斯等级鉴定结果的批复》省经济委员会【2007】728号（黄狮山煤矿）
6、《煤炭自燃倾向性鉴定报告》 7、《煤尘爆炸性鉴定报告》 8、黄狮山煤矿“五证一照”复印件
9、铜陵县新建黄狮山煤矿技术改造初步设计委托书
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铜陵县黄狮山煤矿矿井技术改造初步设计
前 言
一、概况
黄狮山煤矿位于铜陵市南约3.5公里处，矿区中心位置地理坐标为东经117°49′14″，北纬30°53′29″。行政区划隶属于铜陵市郊区大通镇，为镇办集体企业。矿区有公路与快速通道及合铜公路相连，距铜陵火车站约4公里，矿区距长江横港码头、铜陵县码头很近，水陆交通方便。
二、矿井现状 1、矿井开采现状
黄狮山煤矿建于1994年，1995年建成投产，属镇办集体企业，原设计生产能力为3万吨/年。开拓方式为一对斜井开拓，混合井井口标高＋93m，井底水平标高－18m,井筒坡度30°,净断面3.69m2,斜长222m。混合井井口安装一台混合井提升绞车为JT-1.2绞车，电机功率为75KW，提升容器为1.0吨自制箕斗，主要用于提煤、提矸和下料、排水、进风和人员上下。回风井井口标高＋97m，井底标高＋54m,井筒坡度39°,净断面3.62m2, 斜长74m。主要用于回风和行人，地面安装两台FBCZ-№9.0型轴流式通风机，电机功率11KW。矿井通风方式为中央并列式。现暗斜井开拓至－120m标高，回风水平为－105m水平。全矿井通风、排水、消防、防尘、安全监测系统健全，设施齐备，具有良好的安全生产基础条件。
2、矿井技术改造的必要性
一是从资源上看，资源较好，煤层稳定。根据2006年9月《安徽省铜陵市黄狮山煤矿2006年矿山资源储量年度报告（第一次）》提供，矿区保有资源储量122b+333类别49.45万吨，本次设计利用资源/储量为39.56万吨，可采储量为33.63万t；二是从煤炭销售市场来看，目前煤炭市场看好，销售价格呈上涨之势；三是从行业政策上看，3万吨／年生产能力的矿井将被淘汰，技改扩建，提高矿井生产能力，技改6万吨／年的矿井势在必行。
三、编制设计的依据
1、铜陵县黄狮山煤矿采矿许可证；
2、《安徽省铜陵县黄狮山煤矿2006年矿山资源储量年度报告（第一次）》 3、安徽省经济委员会皖经煤炭【2007】728号《关于2007年度全省煤矿瓦斯等级鉴定结果的批复》
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铜陵县黄狮山煤矿矿井技术改造初步设计
4、《煤矿安全规程》(2006年版)；
5、《煤炭工业小型矿井设计规范》GB50399－2006 6、铜陵县黄狮山煤矿技改设计委托书 7、铜陵县黄狮山煤矿提供的生产资料 四、设计的指导思想和原则
1、认真贯彻执行国家的有关法令、方针政策和矿山技术标准，在确保安全生产的前提下，以经济效益为中心，切实体现“少投入、多产出、工期短、效益高”的设计原则。
2、以《煤矿安全规程》（2006年版）及有关设计规范为依据，力争达到总体布局合理、安全可靠性高、投资省、见效快的目的。
五、矿井设计的主要技术经济指标
1、保有煤炭资源量为49.45万吨，本次设计可采储量33.63万吨。 2、矿井设计能力6万吨/年，服务年限4.0年。
3、矿井改造后采用混合井、石门、运输大巷，多水平上山开采，采用中央并列式通风方式，第一水平-150m，第二水平-200m，第三水平-300m，回风水平-105m 。
4、矿井建设移交投产首采工作面布置在矿井第一水平一采区东翼，投产移交一个采煤工作面，二个掘进工作面。
5、矿井提升系统
混合井：井筒净断面5.62㎡,斜长518m,单钩串车提升，提升机为JTKY-1.6型（非标）矿用提升机，电机功率110KW。
6、矿井通风
矿井总进风量为14m3/s，矿井通风方式为中央并列式。
选用风机型号为：FBCDZ-6-№12/ 2×15轴流对旋通风机（一用一备），电机功率2×15KW。
7、矿井排水
矿井涌水量：矿井－150m水平正常涌水量20m3/h，最大涌水量30m3/h。 矿井－150m水平采用一级排水，－150m水平建立排水系统。
排水设备选择：利用现有矿井排水泵，其型号为D46-50×6离心式水泵，电机功率75KW。一台工作，一台备用，一台检修。
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－150m水仓容量：240m3,其中：主水仓160m3，副水仓80m3。
－200m水平及－300m水平均为二级排水，将来在技改深部开采设计中详述。 8、矿井供电
技改后矿井仍采用双回路供电，一路为铜供大通区域变电所128#，50mm2架空线路；另一路为东村区域变电所黄狮涝金矿专供，70mm2架空线路。
9、压风系统
在地面建立集中压气站，安装2台型号为W-6/8G空气压缩机，电机功率37kw, 气压力0.8MPPa。
10、井巷工程量：1623m，万吨掘进率270.5m/万t。 11、原煤全员效率：1.47吨／工日。 12、矿井建设静态总投资：418.9万元。 13、新增产量吨煤投资：140元。 14、矿井建设工期：11.3个月。
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第一章 矿井概况及地质特征
第一节 井田概况
一、交通位置
黄狮山煤矿位于铜陵市南约3.5公里处，行政区划隶属于铜陵市郊区大通镇金华村，为镇办集体企业。矿区中心位置地理坐标为东经117°49′14″，北纬30°53′29″。
矿区有公路与快速通道及合铜公路相连，距铜陵火车站约4公里，矿区距长江横港码头、铜陵县码头很近，水陆交通方便。（详见交通位置图）
二、地形与气候
矿区位于长江南岸丘陵地带，植被发育。地势北西高，南东低，最高处海拔157米，最低处海拔约90米，相对高差67米。山体走向为北东向，矿区呈狭长的条带状分布在山坡上，平均坡角约23°。区内地表水体不发育，仅有小水塘和季节性小水沟分布在矿区南东低洼处，旱季多干涸。
本区气候温湿，属季风副热气候，温和湿润，冬夏寒署交替明显，平均气温 +16°C，最高气温+40.3°C，最低气温-12.5°C。年最大降水量2731.3mm，年最小降水量1213.4mm，年平均降水量1640.2mm,雨量集中在4～7月份。最多风向为东南风，最大风力8级，多在春季出现。
本区物产丰富，经济以农业、矿业为主，农作物盛产水稻、油菜，粮食自给有余。矿业主要是铜、铁、铅锌、金银、煤等。区内用电主要来自华东电网，该矿有高压线，供电正常，电力充足，用水来自市自来水。
三、地震
本区未发生5级以上地震，根据省地震局资料，本区地震烈度为6级。 四、矿井生产概况
黄狮山煤矿隶属铜陵市郊区大通镇，为镇办集体企业。采矿许可证、安全生产许可证、煤炭生产许可证、工商营业执照、矿长资格证、矿长安全资格，“五证一照”齐全。该矿建于1994年，1995年建成投产，原设计生产能力为3万吨/年。
矿井目前各生产系统状况
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1、采掘系统
矿井有一对斜井，采用斜井开拓方式，现生产水平为－105m，矿井开拓至－120m标高。
2、通风系统
矿井采用中央并列式通风，一进一回。矿井安装两台FBCZ-№9.0型轴流式通风机，配套电机功率15KW，一台工作，一台备用。现矿井总进风量626m3/min,总回风量645m3/min。井下掘进工作面安装5.5KW局扇，选用Φ400㎜导风筒压入式供风。
3、矿井供电
矿井实行双回路供电，一路为铜供大通区域128#线路；另一路为东村区域变电所黄狮涝金矿专供线路送至地面变电所。安装四台变压器，一台200KVA及一台100KVA供井下用电。两台100KVA供地面用电，中性点不接地。井上下供电分开，供电三大保护齐全，供电安全可靠。主抽风机、主排水泵和主要配电点均采用双回路供电。
4、提升系统
混合井用于提煤、提矸和下料。混合井提升绞车为JT-1.2绞车，电机功率为75KW，提升容器为1.0吨自制箕斗。采煤工作面采用自溜运煤，平巷采用0.5t的矿车，人力推车。
5、瓦斯监控
矿井安全监控系统型号KJ91A，南京富邺科技有限公司生产，分站1台，配置六台GJ4型甲烷传感器，运行主机1台，并装有防雷装置。按规定进行调校使用，能打印并保留历史记录。
6、防尘系统
矿井设有较完善的防尘系统，主斜井井口设有防尘（消防）蓄水池,其水源来自市自来水。主管路沿主斜井布置，管经均为DN25,井下支管为DN15。井下运输巷、回风巷、掘进巷道、卸煤点，转载点均按规定安装了阀门和喷头。井下粉尘较小，粉尘浓度委托皖南救护大队定期测定。
7、防灭火系统
该矿在混合井井口设有防尘（消防）蓄水池,其水源来自市自来水和井下排水沉淀池中沉淀水合用，在井底车场、运输巷留有三通和水管。井上、下设置消防器材库，配备了灭火器、消防砂、桶等消防器材。
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8、防排水系统
矿井混合井建立了排水系统，混合井－105水平设立固定泵房和水仓，安装两台D46－30*9水泵（配套电机功率55KW）,一台工作，一台备用，另有一台同型号检修泵，铺设二路排水管，二路电缆，水仓容量220m3。
五、矿井技术改造的必要性
一是从资源上看，资源较好，煤层稳定。根据2006年9月《安徽省铜陵县黄狮山煤矿2006年矿山资源储量年度报告（第一次）》提供，矿区保有煤炭资源量保有资源储量122b+333类别49.45万吨，本次设计利用资源/储量为39.56万吨，可采储量为33.63万t；二是从煤炭销售市场来看，目前煤炭市场看好，销售价格呈上涨之势；三是从行业政策上看，3万吨／年生产能力的矿井将被淘汰，技改扩建，提高矿井生产能力，技改6万吨／年的矿井势在必行。
第二节 地质特征
黄狮山煤矿煤系地层为龙潭煤系。从矿井开采以来的情况及勘探情况分析，整个矿区地质构造大致为一单斜构造。
一、地层
矿区大地构造位置处于扬子准地台下扬子台坳贵池～繁昌凹断褶束之铜官山背斜中段南东翼。区内出露地层自老至新有二叠系下统栖霞组（P1q）、孤峰组（P1g）、二叠系上统龙潭组（P2l）、大隆组（P2d），三叠系下统殷坑组（T1y）及第四系（Q）。岩性特征自上而下简述如下：
1、二叠系下统栖霞组（P1q）：分布在矿区北西侧，其下部为深灰色厚层生物碎屑灰岩，上部为深灰色中厚层含燧石结核、燧石条带生物碎屑灰岩。层厚大于150m。
2、二叠系下统孤峰组（P1g）：出露在矿区北西部，其底部为紫褐、黄褐、黑色含锰硅质页岩，下部为黑色硅质岩，上部为黑色燧石夹灰黑色硅质灰岩、硅质页岩。层厚60～70m，与栖霞组呈假整合接触关系。
3、二叠系上统龙潭组（P2l）：分布在矿区南东部，为本区含煤地层，厚度62～72m，按岩性组合特征，自下而上分为三段：
下段以深灰～灰黑色页岩、砂质页岩为主，夹炭质页岩及细砂岩条带，富含菱铁矿透镜体及黄铁矿结核，沿层理分布，层厚25m左右。
中段为灰白色中厚层中～细粒长石石英砂岩夹砂质页岩，厚度约20m。
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上段为含煤段，以页岩、砂质页岩为主，夹有粉砂岩及炭质页岩。顶部含煤两层，其中一煤层较稳定，大部分地段可采，二煤层不稳定，仅局部可采。富含黄铁矿结核，厚度25m左右。
龙潭组与孤峰组呈假整合接触。
4、二叠系上统大隆组（P2d）：分布在矿区南东侧，下部为灰～深灰黑色中～厚层硅质灰岩夹硅质页岩及燧石层，中部以灰～灰黑色硅质页岩为主，夹薄层硅质灰岩及燧石层，上部以硅质灰岩为主，夹灰黑色硅质页岩、钙质页岩。厚度50～70m，与龙潭组呈假整合接触。
5、三叠系下统殷坑组（T1y）：分布在矿区外南东部，地表无露头，岩性以浅灰色薄层条带状灰岩为主，夹深灰色钙质页岩，底部为灰～灰黄色钙质页岩夹透镜状泥灰岩，顶部为巨厚层钙质页岩夹灰岩。层厚82.3m，与下伏大隆组呈假整合接触关系。
6、第四系主要分布在山坡及南东低洼地带，由残积、坡积灰～黄灰色粘土、亚粘土及碎石、砂砾等组成，厚度0～12.87m。 二、构造
矿区位于铜官山背斜中段南东翼，该背斜轴线总方向约为42°，核部地层为志留系砂页岩，两翼由泥盆系至三叠系地层组成，在中段，北西翼地层正常，南东翼地层倒转。矿区内为一倒转的单斜构造，地层走向北东35°～45°，倾向北西，倾角65°～71°，北东陡，南西缓，平均约为68°。
在形成倒转背斜的后期，挤压应力逐渐分解转化为张拉应力，致使局部地段产生断裂，发生平移。在本区以外的南西角有F2斜断层，该断层走向北西西，倾向北北东，倾角70°左右，为一正断层，垂直落差25m左右，由浅部往深部断层错动逐渐变小直至消失，由于该断层在矿区外，对矿区煤层开采无影响。
三、岩浆岩
通过地表调查和坑道揭露，区内未见岩浆岩分布。 四、煤层及煤质 1、煤系地层特征
本区含煤地层位于龙潭组上段，含煤二层，自上而下分别命名为一煤层和二煤层。 2、煤层特征
一煤层：位于含煤段顶部砂岩与大隆组底部硅质灰岩之间，煤层走向北东40°
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左右，倾向北西，平均倾角68°。煤层结构较复杂，常有分枝复合现象，夹矸岩性为灰黑色页岩、炭质页岩，夹矸厚0.1～0.7m不等。根据钻孔控制及巷道揭露，该煤层在同一标高内自南西向北东逐渐变厚，呈似层状展布。煤层厚度为0.48～3.72m，平均厚度为1.82m，在区内均可采，属较稳定煤层。浅部煤层风化较强烈，风化带深度一般在30m左右。
二煤层：位于一煤层之下（倒转时为之上），相距2～6.5m，产状与一煤层相同，煤层厚0～1.24m，变化较大，属不稳定煤层，分布零星，未能构成可采块段，矿山不能利用。
3、煤层顶底板
一煤层底板岩性为大隆组硅质灰岩或硅质页岩、钙质页岩，顶板岩性为含煤段砂岩或砂页岩互层。
4、煤质
本矿煤层物理性质为黑色，玻璃光泽、金刚光泽，多呈粉末状及碎块状，煤岩有机组分主要为凝胶化基质，次为形态分子。煤岩类型为暗煤质亮煤类型，内生裂隙较发育。煤层化学性质，本区煤样经混合采样化验，其主要指标见下表。
煤质分析结果表
样号 编号 1＃ 2＃ 3＃ 平均 分析项目(%) W 3.56 3.24 3.72 3.51 fV 9.21 9.17 9.42 9.27 fA 30.52 31.02 28.19 29.91 f固定炭 Fc 59.23 58.80 61.37 59.80 全硫 S 1.71 1.75 1.62 1.69 发热量 MJ/Kg 18.82 19.07 20.70 19.53 采样位置 -125YM1＃石门 -125YM2＃石门 -115YM石门 根据煤质分析结果，本区煤层煤质较稳定，属中灰、中硫、低磷的无烟煤，可作民用和动力用煤。
五、水文地质条件 1、地表水文概况
矿区位于铜官山背斜中段南东翼，核部地层为志留系砂页岩，两翼由泥盆系至三叠系地层组成，在中段，北西翼地层正常，南东翼地层倒转。矿区内为一倒转的单斜构造，北东陡，南西缓，平均约为68°，从地形条件上看，皆不利于矿床地下水的
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铜陵县黄狮山煤矿矿井技术改造初步设计
聚集和补给。矿井布置合理，地表水不会危害矿山。
2、岩层含水特征
区内及其附近含水岩组按岩性及含水层空隙可分为四组：
（1）松散岩类孔隙含水岩组：分布于山间低凹地带及山坡上，主要由第四系灰～灰黄色粘土、亚粘土及碎石组成，固结程度差，结构松散，含少量孔隙潜水，水位埋深2米左右。一般在山前地带，因碎石含量增高，分选性差，孔隙性增大，含水量也相应增大。
（2）碎屑岩类裂隙含水岩组：由孤峰组、龙潭组、大隆组地层组成，岩性主要为硅质岩、硅质页岩、砂岩、粉砂岩、粉砂质页岩，这些岩层本身结构致密，渗透性极小，是良好的隔水层，但因其岩性较脆，在风化作用及构造应力作用下，容易产生风化裂隙和构造裂隙，这些裂隙一般方向性和连通性较差，延长较小，含少量裂隙水，钻孔单位用水量小于0.1升/秒·米，水化学类型为HCO3-Ca·Na型到HCO3·SO4- Na型水，矿化度0.55克/升，PH值7.4，属富水性弱至积弱的含水层。
（3）碳酸岩类裂隙～岩溶含水岩组：由栖霞组灰岩组成。分布在矿区北西，与煤层赋存部位相距较远，其岩溶较为发育，含丰富的岩溶水。据前人资料，最大可能涌水量为22升/秒，水化学类型为HCO3·SO4-Ca型水，矿化度0.13～0.29克/升，PH值6.5～9.5，属富水性中等至强的含水层。
（4）碳酸盐夹碎屑岩类岩溶～裂隙含水岩组：由殷坑组灰岩夹钙质页岩组组成，分布在矿区南东，其岩溶不发育，含少量岩溶裂隙水，据前人资料，最大可能涌水量为0.1～0.5升/秒，水化学类型为HCO3·SO4-Na型水，矿化度0.7～0.53克/升，PH值6.8，属富水性弱的含水层。
3、地下水补给、径流、排泄条件
矿区地下水主要由大气降水补给，降水通过第四系松散层和裸露岩层间接或直接补给地下水。
本区地下水以地下迳流为主，通过矿坑排水及零星泉源排出地表，另外地表蒸发也是地下水排泄的一种方式。
根据现生产井情况，矿井正常涌水量为16m3/h，最大涌水量为22m3/h。预计矿井技改后矿井正常涌水量为20m3/h，最大涌水量为30m3/h。
综上所述，矿井直接充水因素为煤层顶、底板裂隙水，从水文地质条件来看，该
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区域的水文地质条件为简单类型。
六、安全技术条件
矿区地层以古生界地层为基底，矿区无构造活现象，无6级以上强震震史，矿区无大型悬崖陡壁，地形坡度较为平缓，因此矿区稳定性为良好。
煤层中瓦斯含量低，每年测定工作由矿山自测报县、市行业部门审查，报省经委审批。2006年自测定瓦斯最大绝对与相对涌出量分别为0.171m3/min、2.26m3/t，二氧化碳最大绝对与相对涌出量分别为0.234m3/min、3.1m3/t，为低瓦斯矿井。2007年为停产期间，未鉴定，根据省经济委员会【2007】728号《关于2007年度全省煤矿瓦斯等级鉴定结果的批复》提供，为低瓦斯矿井。分析其原因，主要是本区煤层赋存浅，又为薄及中厚煤层；附近没有出现温泉等地温热源体。以上地质因素不利于瓦斯富集而形成危险。
矿山曾取样送至安徽省煤矿安全测定站化验，测定结果为Mad4.53%，Aad21.38%，Vad3.3%；火焰长度为0，其密度为1.82 t/m3，吸氧量0.37ml/g，鉴定结论为煤尘无爆炸性，煤层为不易自燃煤层。但矿井生产过程中仍须加强通风工作。
综上所述，该矿井水文地质条件为简单类型，安全地质条件较好，瓦斯危害较轻。因此，本矿床为开采技术条件简单矿床。
七、存在问题及建议
1、矿井地质勘探程度较低，区内仅有一条勘探线，主要为生产中收集的地质资料。 2、矿井地质构造煤层赋存条件简单，有利于开采。但煤层不够稳定，探矿工程大。 3、矿井水文地质条件简单，有利于矿井开采。
4、矿山开采过程中应有防水、防冒顶、防瓦斯等工程措施，加强矿山安全生产管理和矿井防治水工作。
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第二章 井田开拓
第一节 井田境界及储量
一、井田境界
黄狮山煤矿设计资源/储量范围：走向长600m，倾斜宽160m，面积0.0961km2，标高为+90m至-300m。由下列四个拐点坐标圈定：
拐点号 X Y a 3418949 39578281 b 3419069 39578170 c 3419522 39578574 2 3419400 39578675 二、储量
根据华东冶金地质勘查局八一二地质队编制的矿山储量年度报告提供，储量计算的对象、范围、方法及参数
1、计算对象
本井田储量计算的对象为铜陵县黄狮山煤矿龙潭系煤层。 2、计算范围
本次设计范围: +90m至-300m、S＝0.0961 km2 3、计算方法及公式
本次在垂直纵投影图上按地质块段法进行估算。 估算公式：Q＝S·M·D/Sinα
其中Q――块段煤炭资源储量（万吨）； S――块段垂直投影面积（m2） M――块段煤层平均厚度（m）取1.82 m D――煤的容重（t/m3）取1.65t/m3 α――块段内煤层的平均倾角取68°。 4、资源/储量估算结果
本次估算，矿山保有资源/储量（122b+333）类别49.45万吨，其中：浅部（122b+333）类资源/储量10.79万吨，122b类别3.98万吨，333类资/源量6.81
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铜陵县黄狮山煤矿矿井技术改造初步设计
万吨（含保护煤柱3.10万吨）；深部（122b+333）类资源/储量38.66万吨，122b类储量5.88万吨，333类资/源量32.78万吨，具体见资源/储量估算表。
资源/储量统计表
类型 资源储量 类别 浅部 块段 编号 K1 111b K2 小计 K4 K5 333 保有资 源储量 122b 122b+333 合计 111b+122b +333 K6 K9 小计 K8 小计 资源储量 (万吨) 1.57 3.01 4.58 2.61 0.08 0.41 3.71 6.81 3.98 3.98 10.79 15.37 块段 编号 K3 小计 K7 K11 K12 小计 K10 小计 深部 资源储量 (万吨) 2.25 2.25 0.25 29.39 3.14 32.78 5.88 5.88 38.66 40.91 9.86 49.45 56.28 39.59 K4、K5、K6、K7为保留矿柱 合计 (万吨) 备注 新增消 耗储量 K1、K3为2005前消耗，K2为6.83 2005年～2006年7月消耗。 5、本次技改设计储量计算范围及指标：
根据资料提供，矿井累计工业储量为49.45万t，本次设计利用资源/储量为39.56万吨，可采储量为33.63万t。其中：-110m以上目前剩余工业储量10.93万吨，设计利用资源/储量为8.74万吨，可采储量7.43万吨；-110m～-300m剩余工业储量38.52万吨，设计利用资源/储量为30.82万吨，可采储量26.20万吨。-110～-150m水平煤层厚度1.82m，-150～-300m水平煤层厚度1.92m，平均倾角为68°，煤的容重为1.65t/m3。
6、技改设计各水平及区段储量计算结果： （1）-110m～-150m水平之间煤层储量 工业储量（333）： Q＝S×M×γ
=600×（40÷sin68）×1.82×1.65 =7.77万吨
设计利用储量：7.77×0.80=6.22万吨 可采储量：
6.22×0.85=5.29万吨
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（2）-150m～-200m水平之间煤层储量 工业储量（333）： Q＝S×M×γ
=600×（50÷sin68）×1.92×1.65 =10.25万吨
设计利用储量：10.25×0.80=8.2万吨 可采储量：8.20×0.85=6.97万吨 （3）-200m～-300m水平之间煤层储量 工业储量（333）： Q＝S×M×γ
=600×（100÷sin68）×1.92×1.65 =20.5万吨
设计利用储量：20.5×0.80=16.4万吨 可采储量：16.4×0.85=13.94万吨
矿井储量计算表
煤层 水平 走垂煤层倾角向高均厚(度) 长(m) (m) (m) 容重 (t 3/m) 工业储量(万吨) 设计利用储量(万吨) 可采储量(万吨) 一煤 一煤 一煤 一煤 -110m以上 -110m～-150m -150m～-200m -200m～-300m 68 600 1.65 10.93 7.77 10.25 20.5 49.45 8.74 6.22 8.20 16.40 39.56 7.43 5.29 6.97 13.94 33.63 68 600 40 1.82 1.65 68 600 50 1.92 1.65 68 600 100 1.92 1.65 合 计
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第二节 矿井设计生产能力及服务年限
一、矿井生产能力
本次委托设计生产能力为6万t/a。
矿井年工作日为330天，每天三班作业，每天净提升时间为16小时。 二、矿井服务年限
根据此块段的估算储量及可采储量计算，矿井可采储量为39.40万吨。 T=39.40/(6×1.4)＝5.0 5(年) T -可采储量 万吨 A -生产能力 A＝6万t/年 K-储量备用系数， 取 K=1.4
技改矿井服务年限为5.05年，符合设计规范要求。
第三节 井田开拓
一、矿井原开拓系统
黄狮山煤矿建于1994年，1995年建成投产，原设计生产能力为3万吨/年。 该矿一对斜井开拓，混合井井口标高＋93m，井底落脚－18m,斜长222m。两道下山延深，现矿井暗斜井开拓至-120m标高，利用石门进入煤层，回风水平为－105m。全矿井生产系统及辅助生产系统基本健全。
二、技术改造开拓方案选择
根据目前矿井现状，拟订两套开拓方案进行比较。
方案一：在工广中部打一立井至－150m水平（技改一水平），作为技改混合井，通过暗斜井延深至－200m水平（技改二水平）及－300m水平（技改三水平）。改原混合井为技改副井，回风井用途不变。
其优点：1、着眼矿井长远开拓，矿井双翼开拓，能兼顾整个井田。 2、有利于矿井下一步扩大规模。
其缺点：1、井巷工程量大，工期长，投资多，见效慢。 2、不能充分利用原有井巷。 3、立井安全管理难度大。
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方案二：利用原暗斜井（－18m～―120m）分别向上延伸至地面（－18m～+93m）向下延深至－150m水平，作为技改混合井，通过暗斜井延深至－200m水平（技改二水平）及－300m水平（技改三水平）。原混合井不再利用，回风井用途不变。
其优点：1、前期井巷工程量小，工期短，投资省，见效快。 2、老系统利用程度高。
3、斜井施工简单，管理有经验。
其缺点：1、单翼开拓巷道维护时间长，维修费用大。 2、后期矿井开采接替紧张，不利于矿井下一步扩大规模。
方案比较
工程量 岩巷 煤巷 合计 方案一 1053 809 1862 通风、提升能力大大提高。 井巷维修费用小。 方案二 814 809 1623 开拓系统简单，能实现集中生产。充分利用原有井巷，总工程量较小，投资省。 斜井施工简单，管理有经验。 后期矿井开采接替紧张，不利于矿井下一步扩大规模。 井巷维修费用大。 优点 缺点 井巷总工程量较大，新增提升设备能力较大，技改投资多。 立井施工组织复杂，管理难度大。 综合以上经济技术分析，同时，根据矿方意见，选择方案二，利用原暗斜井（－18m～―120m）分别向上延伸至地面（－18m～+93m）向下延深至－150m水平，作为技改混合井，通过暗斜井延深至－200m水平（技改二水平）及－300m水平（技改三水平）。原混合井不再利用，回风井用途不变。
三、井筒数目及用途
通过上述方案比较：本次设计利用原暗斜井（－18m～―120m）分别向上延伸至地面（－18m～+93m）向下延深至－150m水平，作为技改混合井，主要用于提煤、矸、下料、排水、进风和人员上下等。－150m以下通过改变井筒方向采用暗斜井延深至－200m水平（技改二水平）及－300m水平（技改三水平）。原混合井不再利用，回风井井筒进行维修、改造、扩大断面，主要用于回风和行人。
四、水平划分 水平划分及标高的确定
根据本区煤层的赋存状况，矿井技改共分三个水平，第一水平为－150m水平，
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第二水平为-200m水平,第三水平为-300m水平。回风水平为-105m水平。阶段及区段：一水平阶段：-105m～-150m。分-110m～-130m及-130m～-150m两个区段；二水平阶段：-150m～-200m。分-150m～-175m及-175m～-200m两个区段；三水平：-200m～-300m。分-200m～-225m, -225m—-250m, -250m～-275m及-275m～-300m四个区段。各水平只划分一个采区，采区均采用双翼布置。 五、主要巷道布置
根据本井田煤层赋存特点及矿井开拓方式，确定采区布置和采煤方法，本矿井主要巷道采用主石门和大巷开拓。
第四节 井 筒
技改设混合井、回风井两个井筒 井筒布置用途及装备 一、混合井井筒
混合井井筒，井口标高＋93m，井底水平标高－150m,井筒坡度28°, 井筒斜长518m，净断面5.62m2,采用半圆拱断面锚喷支护（表土层为砌碹支护）。担负矿井提煤、提矸、下放材料设备及人员上下任务。本井筒为矿井的进风井，并兼作矿井的一个安全出口。井筒内还敷设排水管两趟，洒水管、动力电缆、通讯电缆、监控电缆等。
二、回风井井筒
回风井井筒井口标高＋97m，井底水平标高＋54m，井筒坡度39°, 井筒斜长74m，净断面改扩为4.10m2,采用半圆拱断面锚喷支护，本井筒作为矿井回风行人井，并兼作矿井的另一个行人安全出口。
井 筒 特 征 表
井口坐标 井筒 名称 X Y（34） （395） 19082 78418 井口 标高(m) 井筒倾角（度） 井筒 斜长(m) 井筒 断面(净)m2 井筒 装备 支护 材料 混合井 +93 28 518 5.62 矿车 锚喷 回风井 19130 78484 +97 39 74 4.10 锚喷
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第五节 井底车场及硐室
一、井底车场
新建-150m水平井底车场，采用串车提升，大巷车场位于－150 m大巷内，设空、重车线，存车线长根据串车数量及设备的最大尺寸确定，其长度为26m。
二、主要硐室
在-150m水平设中央泵房、配电硐室、水仓和消防材料库。
1、水泵房：在-150水平井底车场附近设中央泵房，泵房长12m，宽2.4m，高2.6m。泵房地坪高出巷道0.5m，采用锚喷支护。
2、配电硐室：在-150水平井底车场附近设配电硐室，硐室长8m，宽2.4m，高2.6m，采用锚喷支护。
3、水仓：在-150水平井底车场附近设内、外水仓，内、外仓断面均为4.17㎡，内仓长20m，外仓长40m，水仓容积240m3。
4、井下消防材料库：在-150水平井底车场附近设消防材料库，其长度为6m,断面为4.17㎡。
三、采区车场及硐室
1、矿井技改后，在-110m～-150m之间沿煤布置一组采区上山，采区上山下部（-150m）设采区存车线，其长度为25m。
2、采区硐室：在采区下部车场附近设采区配电硐室、信号硐室等。
第六节 大巷运输
一、运输方式的选择
本矿井技改设计生产能力为6万t／a，井田面积0.0961km2，大巷坡度3‰,混合井井筒采用600mm轨距的22kg/m钢轨，井下主运输巷铺轨采用600mm轨距的15kg/m的钢轨。区段运输平巷铺设11kg/m的钢轨。均采用人力推车运输。
针对本矿井井下运输的服务地点少，运量小，运距短等特点，结合小型矿山的具体情况，井下煤炭和矸石、材料等辅助运输均采用矿车运输。
二、运输设备的选择
矿山现使用的20台0.5t翻斗式矿车（MF0.6－6）,用于采区内区段运输平巷运输，技改新增40辆1t固定车箱式矿车（MG1.1-6B），用于水平运输巷及主提升井装运煤炭和矸石。并自制6辆材料车。
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第三章 采区布置及采煤方法
第一节 采煤方法
一、采煤方法的选择 1、采煤方法
根据煤层的开采条件以及采煤面淘汰木支护的要求，设计采用伪倾斜柔性掩护支架采煤法，即利用采煤工作面一对开切眼逐步把水平铺设的掩护支架、下放到与水平面成30℃夹角的伪倾斜位置，形成伪倾斜采煤工作面，然后工作面沿走向推进。
2、采煤工艺
根据本矿井煤层的赋存条件，设计选取炮采回采工艺，辅助以风镐落煤，确定采取一次采全高。
3、工作面采煤、装煤、运煤方式
工作面采用放炮落煤，人工装煤，工作面自溜运煤，实行两班采煤，一班准备的作业方式。
4、工作面顶板管理
工作面采用伪倾斜柔性掩护支架支护，日推进度1.4 m。由于掩护支架把工作空间与采空区隔开，故顶板管理方法为自然垮落法。
二、工作面主要技术参数的确定 1、工作面采高
本矿井煤层较稳定块段煤厚为0.98～2.9米，平均厚度为1.82米，根据已确定的采煤工艺，采用一次采全高方式回采，其平均采高与煤层平均厚度相一致。
2、工作面长度
根据本矿井煤层开采条件和现有开采水平，回采工作面斜长设计为40～50m（一个区段的斜长）。
3、工作面产量预计
根据现有生产矿井的实践经验，回采工作面“两班采煤，一班准备”的作业方式，工作面一般为一昼夜两个循环的作业方式，工作面生产能力为：
A＝L·S·M·Y·C·N
＝42×1.4×1.82×1.65×0.95×330
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＝5.54（万t/a）
加上10%的掘进煤量，全矿井年产量可达6万吨，满足矿井生产能力6万t/a的设计要求。
三、主要采煤设备选型
回采工作面爆破落煤，煤层倾角平均为68°,工作面自溜下煤。回采工作面采用煤电钻打眼，配备2台MZ-1.2煤电钻,一台G8风镐。
第二节 采区巷道布置
一、移交采区位置及数目
根据矿井开拓布置和煤层赋存情况，投产移交-150m水平一采区东翼1＃回采工作面，工作面伪斜长42m，走向长540m, 东翼工作面回采煤量3.3万吨。基本满足投产要求。
二、采区布置 1、采区布置方式
根据本次设计，投产布置一个采区，即第一水平一采区，其开采标高为-150m，回风水平为-110m。本采区分两个区段，第一区段-130m～-110m, 第二区段-150m～-130m,投产的一个回采工作面布置在第一区段，垂高20m,区段斜长21m, 走向长540m,双翼布置回采工作面。
达产时全矿井一个回采工作面，二个掘进工作面。 2、采区巷道布置
本矿采区伪倾斜柔性掩护支架开采，根据块段的位置和范围，以及其构造情况，采区上山布置在煤层中，采区各区段均布置双翼回采工作面，为了保护上区段运输巷作为下区段回风巷，应掘回采工作面下顺槽，顺槽与区段运输平巷间距以5m为宜，之间采用联络眼联系。
第三节 采区通风、运输、排水
一、采区通风系统
进风系统：从地面→混合井→－150m水平井底车场→－150m运输巷→采区进风上山→ －130m区段运输平巷→联络眼→工作面。
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回风系统：工作面→－110m区段回风平巷→－110m回风上山→－105m总回风巷→总回风上山→风井→地面。
二、采区运输系统
工作面采出的煤经过下顺槽、联络眼，装入0.5t翻斗车，运至采区溜煤眼，装入1t矿车，经－150m运输巷，人力推车至－150m井底车场，由混合井提至地面。
三、采区排水系统
技改投产时，－150m水平一采区不设排水系统，工作面的涌水自流至－150m水平大巷，经大巷水沟进入－150m井底水仓。后期，-200m水平及-300m水平均为二级排水。各水平设采区泵房及水仓。工作面的涌水自流至下山采区水仓，利用水泵排至－150m水平。经－150m水平排水系统排至地面。
第四节 巷道掘进与支护
一、巷道断面及支护
根据目前先进矿井巷道支护的成功经验和井巷岩性，结合巷道支护技术，设计确定本矿井沿煤层巷道以钢棚支护为主，支护间距不大于0.8m, 主要硐室、车场、主要运输巷和采区上山（岩石）以锚喷为主。混合井表土层为料石砌碹。
巷道断面除满足通风、运输、行人和敷设管线的要求外，沿煤层巷道还考虑了一定的断面收缩率，根据本矿井的生产经验，取5%～10%的收缩率。工作面顺槽、采用梯形断面， 钢棚支护，采区上山、开切眼和联络眼为矩形断面，木盘支护。
二、巷道掘进 1、掘进工作面个数
根据矿井技改开拓部署及采、掘正常接替的要求，按照“采掘并举，掘进先行”的原则，通过采、掘排队，矿井达产时需配备2 个掘进工作面。
采掘工作面比为1：2。 2、掘进工作面机械配备
掘进工作面主要配备G8风镐，MFB－100发爆器、煤电钻、局部扇风机等。 3、矸石率
根据矿井掘进工作面数目和巷道断面，结合矿井开拓巷道布置和矿井生产实际情况，矿井矸石率暂按10%计取。
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4、井巷工程量
矿井新建井巷工程量1623m（岩巷：814m，煤巷、半煤岩巷：809 m）。矿井新增产量万吨掘进率为541m。巷道断面大小和尺寸，主要根据运输设备尺寸、安全间隙、通风、行人及管线敷设等因素来确定。巷道断面形状及支护材料的选择，主要根据巷道的服务年限、围岩特征、支护材料来源、设备、风速等因素来确定。附：井巷工程量及特征表。
井巷工程量及特征表
序号 巷道名称 岩性 岩 岩 岩 岩 岩 煤 煤 煤 煤 煤 煤 煤 岩 岩 岩 岩 岩 倾角 工程量（°） （m） 28 68 68 20 28 290 18 26 260 90 30 130 264 264 21 52 52 15 20 70 15 6 1623 巷道 规格 半圆拱 半圆拱 半圆拱 半圆拱 半圆拱 梯形 矩形 梯形 梯形 矩形 梯形 梯形 半圆拱 半圆拱 半圆拱 半圆拱 半圆拱 支护 方式 锚喷 锚喷 锚喷 锚喷 锚喷 钢棚 木 钢棚 钢棚 木 钢棚 钢棚 锚喷 锚喷 锚喷 锚喷 锚喷 净面积（m2） 5.62 4.4 7.2 4.4 4.1 4.1 3×1.44 4.1 4.1 2×1.44 4.1 4.1 4.1 5.62 4.14 4.17 4.17 1 混合井 2 －150m石门 3 －150m井底车场 4 －150m运输巷及石门 5 －150m联络上山 6 －150m煤巷 7 采区一组上山 8 －130m东区段运输平巷 9 －110m东区段回风平巷 10 开切眼 11 －130m西区段运输平巷 12 －110m西区段回风平巷 13 采区回风上山 14 －150m泵房及配电硐室 15 －150m水仓 16 管子道 17 消防材料库 18
合 计
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第五节 矿井建设移交标准及建井工期
本矿井移交生产时，井下移交一个生产水平（－150 m水平），移交一个回采工作面，两个掘进工作面。
同时建成移交的工程有：矿井提升、运输、通风、排水、防尘洒水、监控、供电系统等，矿井生产管理系统，矿井安全管理系统，各安全设备、设施应同时建成投产。矿井地面生产系统及主要生产、生活服务设施应同时建成移交。
本设计矿井投产竣工工期为11.3个月。
施工顺序：为了提高工效，加快矿井建设进度，保证矿井早日建成投产，应安排两支强有力的施工队伍进行矿井工程建设。
施工进度：
混合井 70m／月 岩石平巷 80 m／月 岩石斜巷 70 m／月 半煤岩平巷 100m／月 沿煤平巷 120m／月 沿煤斜巷 100m／月
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第四章 通风和安全
第一节 概况
该矿2006年鉴定矿井绝对瓦斯涌出量0.171m3/min，相对瓦斯涌出量2.26m3/t，绝对二氧化碳涌出量0.234m3/min，相对二氧化碳涌出量3.1m3/t。2007年为停产期间，未鉴定，根据省经济委员会【2007】728号《关于2007年度全省煤矿瓦斯等级鉴定结果的批复》提供，为低瓦斯矿井，故本次仍按低瓦斯矿井设计。
煤尘爆炸性、煤层自燃性，经安徽省煤矿安全参数测定站鉴定，该矿煤尘无爆炸性，煤层属不易自燃发火煤层。
本区恒温带深度一般为30m，温度为17℃左右，地温递度一般为2～3℃/km，－300m以上无高温区。
影响本矿井生产安全、制约矿井生产能力的主要因素是顶板和瓦斯。
第二节 矿井通风系统及通风方式
一、通风系统及通风方式
1、矿井通风系统为中央并列式通风，混合井进风，回风井回风。 2、通风方式采用全负压抽出式机械通风。 二、通风网络
矿井投产时，布置一个回采工作面，实现6万吨／年的生产能力。配备两个掘进工作面，采掘比1：2。
矿井通风系统如下：
新鲜风流从混合井进入，通过井底车场经运输大巷、采区上山、区段运输平巷进入采煤面。工作面的回风经区段回风平巷、采区回风上山进入总回风巷（上山），从回风井排到地面。
两掘进工作面均采用局扇压入式通风。
独立通风的硐室主要有：各水平井底机电硐室及水泵房。 采区其它硐室考虑采用扩散通风。 矿井通风网络无串联风和循环风。
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三、井下通风设施及构筑物布置
矿井主要通风设施风门、测风站及密闭墙等。根据矿井开拓、开采系统和巷道布置以及《煤矿安全规程》要求，设计在必要位置设置相应通风设施，用于井下风量调节。其主要设置原则为：
1、主要进、回风道之间设置两道联锁的正向风门和两道反向风门。 2、不用的联络巷道设永久挡风墙。
3、需要调节风量的地方按规定设置调节风门或调节风窗。调节风门也要设置反风风门。
第三节 矿井风量与负压
一、风量计算
根据《煤矿安全规程》及有关规定，参照生产矿井配风经验，满足井下人员需要，稀释瓦斯，风速等要求，矿井总需风量采用以下两种方法计算，并选取其中的最大值。
1、按井下同时工作的最大班下井人数计算矿井总需风量
最大班下井人数,按一个采煤工作面，两个掘进工作面同时作业的工人数，加上安全检查人员、管理人员和其它辅助人员入井人数，合计最大班下井人数可达60人。
风量计算结果：
Q矿＝4×N×K＝4×60×1.25＝300（m3/min） 2、按矿井实际用风量计算矿井总需风量
矿井核定能力为6万t/年，年工作日为330天，日产量为182t/d，用一个采煤工作面，两个掘进工作面保证矿井产量，矿井总需风量Q矿计算如下：
Q矿＝K×(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐) K――矿井通风系数1.2 (1)采煤工作面风量的确定 ①按瓦斯涌出量计算工作面风量
Q采＝100×q采×Kc＝100×0.3×1.8＝54（m3/min）
式中：q采---瓦斯绝对涌出量0.3m3/min（以现CH4相对量，按技改后日产量计算出的绝对量）
Kc---不均衡系数1.8；
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②按同时爆破炸药量计算工作面风量 Q采＝25A＝25×5＝125（m3/min） A---同时爆破炸药量，取A＝5kg ③按工作面温度计算工作面风量 Q采=60×Vc×Sc×Ki
=60×0.8×5.1×0.8=196（m3/min）
式中：Vc--采煤工作面适宜风速，进风流温度按18°～20°计，取Vc=0.8m/s； Sc--采煤工作面平均有效断面，Sc=5.1m/s； Ki---采煤工作面长度系数，Ki=0.8。 ④按工作面人数配风 Q采＝4×N＝100（m3/min） N――工作面人数；取N＝25人。
⑤根据以上计算并结合本矿生产经验，采煤工作面风量Q采取196m3/min。 ⑥根据风速验算
供风量应满足15×Sc≤Q采≤240×Sc 15×Sc=15×5.1=76.5
240×Sc=240×5.1=1224，风速满足要求。 故采煤工作面需风量：Q采＝196m3/min。 (2)掘进工作面风量计算
①按瓦斯涌出量计算掘进工作面风量
Q掘＝100×q掘×Kd＝100×0.3×2.0＝60（m3/min） q掘---瓦斯绝对涌出量，0.3m3/min； Kd ---备用系数(1.5～2)，取Kg＝2.0。 ②按同时爆破炸药量计算工作面风量 Q掘＝25A掘＝25×6＝150（m3/min） A---同时爆破炸药量，取A掘＝6kg。 ③按局扇吸风量计算
Q掘=Qf*I*Kf=180×1×1.2=216（m3/min）
根据计算并结合本矿生产经验，一个独立掘进头风量取216m3/min。
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综合以上计算，二个掘进面，∑Q掘=2×216＝432（m3/min） (3)硐室供风 ∑Q硐=50m3/min 矿井总需风量：
Q矿= K (∑Q采+∑Q掘+∑Q硐)
＝1.2×(196+432+50)=813.6（m3/min）=13.56m3/s。 全矿井总需风量取14 m3/s（840 m3/min） 3、风量分配
根据矿井风量分配原则
掘进工作面配风：取270m3/min=4.5m3/s两个掘进工作面共配风9m3/s； 硐室配风：60m3/min＝1.00m3/s；
采煤工作面配风：840－270×2－60＝240m3/min＝4m3/s。 二、负压计算
本矿混合井进风，回风井回风，实行中央并列式通风，根据采掘工程安排，分配风量，分别计算通风负压。
通过计算，矿井移交生产时（前期）通风负压为298.51Pa，矿井后期通风负压为370.72Pa，通风负压计算详见附表。
三、矿井等积孔
通过计算容易时期和困难时期两路阻力来选定校核风机。 1、容易时期通风阻力计算
矿井移交生产时，是通风容易时期。 (1) 容易时期矿井总阻力h总=298.51Pa (2) 容易时期等积孔:
A=1.19Q矿÷（h总）1/2= 1.19×14÷（298.51）1/2=1.0(m2) 2、困难时期通风阻力计算
第三水平（－300m）末采时（后期）是通风困难时期,按上述方法计算，困难时期矿井总阻力h总=370.72Pa
(2)困难时期等积孔:
A=1.19Q矿÷（h总）1/2= 1.19×14÷（370.72）1/2=0.9(m2) 本矿井通风难易程度为中等偏难。
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矿井通风负压计算表（移交生产时）
巷 道 名 称 混合井 -150m井底车场 -150m大巷及石门 -150m采区上山 -130m区段进风巷 采煤面 -110m区段回风巷 采区回风上山 -105m回风巷及上山 回风井 合计 ×110% 巷道 巷道 α× 支护 长度 周长 10-4 方式 L(m) U(m) 12 15 12 15 14 45 14 14 12 12 锚喷 砌碹 锚喷 木 钢棚 金 钢棚 锚喷 锚喷 锚喷 518 26 288 21 264 21 264 15 590 74 8.97 10.22 8.00 9.60 8.30 9.24 8.30 7.65 8.00 7.65 巷道 面积 S(m2) 5.62 7.20 4.40 2.88 4.10 5.10 4.10 4.10 4.40 4.10 S3 177.5 373.25 85.18 23.89 68.92 132.65 68.92 68.92 85.18 68.92 风量 Q2 3Q m/s 14 14 14 4 4 4 4 4 14 14 196 196 196 16 16 16 16 16 Hf Pa 60.34 2.05 62.35 1.98 6.98 1.10 6.98 0.31 196 1127.72 196 1.55 271.36 298.51 矿井通风负压计算表（后期）
巷 道 名 称 混合井 -150m井底车场 -150m大巷 -150m暗斜井 -300m石门及煤巷 采煤面 -275m西区段回风巷 回风眼 -200m区段回风巷 -200m回风上山 -105m回风巷及上山 回风井 合计 ×110% 巷道 巷道 α× 支护 长度 周长 10-4 方式 L(m) U(m) 12 15 12 12 12 45 14 15 14 12 12 12 锚喷 砌碹 锚喷 锚喷 锚喷 金 钢棚 木 钢棚 锚喷 锚喷 锚喷 518 26 35 320 273 27 241 80 30 200 494 74 8.97 10.22 8.00 8.97 8.00 9.60 8.30 9.24 8.30 7.65 8.00 7.65 巷道 面积 S(m2) 5.62 7.20 4.40 5.62 4.40 2.88 4.10 5.10 4.10 4.10 4.40 4.10 S3 177.5 373.25 85.18 177.5 85.18 23.89 68.92 132.65 68.92 68.92 85.18 68.92 风量 Q2 3Q m/s 14 14 14 14 14 4 4 4 4 14 14 14 196 196 196 196 196 16 16 16 16 196 196 196 Hf Pa 60.34 2.05 7.58 37.27 59.10 2.55 6.37 1.31 0.79 51.17 106.94 1.55 337.02 370.72
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第五章 提升、通风、排水、压风设备
第一节 提升设备
A、混合井提升设备选型计算（地面+93m～-150m水平）
矿井改造后主提升设备计算选型从地面（+93m标高）至-150m水平。该混合井担负全矿井的提煤、提矸、运送人员及材料下放等任务。 一、计算条件
1、 提升载荷：提煤、矸、升降人员及材料下放 提升能力；提煤6万吨/年，提矸0.6万吨/年
2、 井筒倾角：α=28º
3、井筒上部标高+93m，下部标高-150m 井筒斜长L=（93+150）/ sin28=518m 4、 提升不均衡系数：C=1.25
5、 矿井工作制度：年工作日br=330天，每天净提升时间16小时， 最大班提升时间7小时。
6、提人时提升距离Lt=518-15×2 =488m 提煤、提矸时提升距离Lt=518+15×2 =548m
7.提升容器：提煤、提矸均采用采用1吨矿车提升，其中：提煤采用串车提升，每钩3车，每车装煤重1000kg，每钩净重3000kg,提矸时每钩2车，每车装矸重1300kg，矿车自重610kg，提人时选用XRC10-6/6S型斜井人车一辆首车，自重1700kg，准乘人数：10人载重800kg（每人按80Kg计算），外形尺寸：4970×1035×1440。
二、钢丝绳选择 1、绳端荷载
提煤时荷载最大，按提煤计算。提矸、提人、放料最大荷载均按提煤计算。 提煤时Qd=(Q+Qc)*(sinα+f1cosα)
=3*（610+1000）*(sin280+0.01*cos280) =4830*0.48=2318 kg
提人时 Qd=（1700+10*80）*0.48=1200 kg
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2、钢丝绳单重
考虑到提煤时的荷载最大，所以按提煤荷载计算钢丝绳单重： Pk = Qd / [1.1σB/m – Lc (sinα+ f2 cosα)]
= 2318/ [1.1*17000/7.5-548×（sin280+0.25cos280）] =2318/ [2493-548×0.69] =2318/2114=1.10 kg/m 3、钢丝绳规格选择
选用20 NAT 6×7＋FC 1570 ZS 208 149 GB-1102 钢丝绳 钢丝绳直径： d=20 mm 钢丝绳单重： P
k=1.40kg/m全部钢丝破断力总和：Qq=20800×1.134=23587 kgf 4、钢丝绳静力安全系数校核
提煤时m= Qq / [Qd+ LtPk(sinα+f2cosα) ] =23587/（2318 +1.40×548×0.69）
=23587/2848=8.3>7.5
提人时m= Qq / [Qd+ LtPk(sinα+f2cosα) ]
=23587/（1200+1.40×488×0.69）=14.1 >9 符合《煤矿安全规程》的要求，故所选的钢丝绳是合适的。 三、提升机选择 1、滚筒直径
Dg≥80d=80×20=1600mm 初选提升机型号及技术参数为： 提升机型号JTKY-1.6型绞车 滚筒直径 1600 mm 滚筒数量 1 滚筒宽度 1200 mm 允许最大静张力 45 KN 传动比 24.6 提升速度 2.6 m/s
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2、缠绳绳数
Kc= [Lt+Lm+(3+4)πDg](d+ε) / (πDqB)
= (548+30+7×3.14×1.6)(20+1.5)/(3.14×1200×1.6) =2.19 层 >2层
根据《煤矿安全规程》第419条第二款中规定，斜井提人绞车钢丝绳可缠绕二层。根据此规定该提升机滚筒宽度不符合要求，需重新选取提升机。
重选提升机：
提升机型号为：JTKY1.6（非标），此滚筒宽度为1360mm，其它技术参数不变。 Kc= [Lt+Lm+(3+4)πDg](d+ε) / (πDqB)
=(548+30+7×3.14×1.6)(20+2)/(3.14×1360×1.6)=1.97 层<2层
3、最大静张力校核
计算实际提升的最大静张力为： Fj=Qd+Pk Lt(sinα+f2cosα)
=2318+1.40×548×0.72=2871 kg < 4500kg 3.电动机功率计算 Np= K1 FjVmax /（102η）
=1.2×2871×2.6×/(102×0.92)=95.46 kw
n=60iV/(πD)＝60×24.6×2.6÷（3.14×1.6）＝763.85 r/min 选用JR126-8型电动机，功率110KW，电压380V，转速780r/min 四、提升机与井筒相对位置 1、井架高度 Hj
Hj=Lsinβ=30000×0.139=4.2m 2、天轮选择JD1200/800（游动天轮）
3、天轮至绞车滚筒中心线距离取L=20m，β=8°钢丝绳偏向角计算 内外偏向角tgα1=tgα2=[(1360-800)÷2] ÷20000=0.014 α1=1°00'<1°30'
4、提升系统用钢丝绳牵引角度计算 tgβ2=(4.2+0.68-1.1)÷20=0.189 β2=10°40'
五、年提升能力计算 1、提升速度分析
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（1）串车在井底车场运行阶段 初加速度时间：t01=V0/a0=1.5/0.3=5s
初加速度行程：L201=V0/2a0=1.52/（0.3×2）=3.75m 等速行程时间：L02=LD- L01=15-3.75=11.25m 等速度时间：t02= L02/ V0=11.25/1.5=7.5s （2）串车离开车场后的主加速度阶段
主加速度时间：t1=(Vm-V0)/a1=(2.6-1.5)/0.5=2.2s 主加速行程：L1=t1(Vm-V0)/2=2.2(2.6+1.5/2)=4.51m (3)串车减速行程阶段
减速时间：t3=Vm/a3=2.6/0.5=5.2s 减速行程：L3=t3Vm/2=5.2×2.6/2=6.76m （4）井口车场运行阶段
Tk=V0/A0+Lk/V0=1.5/0.5+15/1.5=13S Lk=15m (5)等速运行阶段
等速行程：L3=L-LD-L1-L3=548-30-4.51-6.76=507m 等速时间：t2=507/2.6=195s 五阶段提升速度图如下： V 2.6m/s T t0 t1 t2 t3 tk θ2 A(m/s2) 0.3 0.5 0.5 M 3.75 11.25 4.51 507 6.76 11.25 15 S 5 7.5 2.2 195 5.2 7.5 13 25
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(6)一次提升能力计算 最大提升速度为Vm=2.6m/s
一次提升煤炭时间：tq=2 (t0+t1+t2+t3+tk+θ2) =2(5+7.5+2.2+195+5.2+13+7.5＋25) =521s
按《规范》规定，斜井最大班提升时间7小时，则最大班净作业时间平衡表如下： 作业名称 提升次数 单钩运行时间(s) 提煤 48 236 25 休止时间(s) 一次提升时间(s) 521 累计作业时间（h） 6.95 每天提煤时间
工作制按年工作天数330天，每天净提升时间取16小时，最大班作业时间7小时，根据上述最大班作业时间平衡表，则：
每天净提煤时间：14h 每天净提矸时间：2h 4、年提升能力
年提煤能力An=330×14×3600×3×0.85/(1.25×521) =64813万吨>6万吨
年提矸能力An=330×2×3600×2.6×0.85/(1.25×521) =8062万吨>0.6万吨 绞车能力可以满足6万吨提升要求。
B、暗斜井提升设备选型计算（地面-150m～-300m水平）
经初步估算，暗斜井采用JD-40（40kw）绞车提升，其选型将在深部延深设计中详述。
第二节 排水设备
矿井技改前期采用-150m水平一级排水，不保留原排水系统，在-150m水平设中央泵房，形成排水系统。
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-150m中央泵房设备选型计算 一、设计依据
根据矿山提供的资料，全矿井涌水量为 矿井正常涌水量（-150m水平）：QZ=20 m3/h 矿井最大涌水量（-150m水平）：Qm =30 m3/h 井口标高 ＋93 m 井底标高 ＋150 m 二、设备选择
1、按正常涌水量计算工作水泵的排水能力 流量 ：Q1=24×QZ/20=24*20/20=24m3/h 扬程：混合井上下口标高为+93m～-150m H1=K（Hh+5.5+7）×1.06=1.1*(243+5.5+7) =281m 2、按最大涌水量计算工作和备用水泵的总排水能力 流量 Q2=24×30/20=36 m3/h 3、 排水设备选择
选用D46-50×6型排水泵3台，一台工作水泵，一台备用水泵，一台检修水泵。水泵的技术参数为 ：流量 Q=46m3/h，扬程H=50×6＝300m，电机型号为Y280S-2，功率N=75kw，转速n=2950 r/min。
三、排水管道选择
管径计算 D= [ 4×Q/（3.14×V ×3600）]1/2
=[ 4×15/（3.14×2.5×3600）]1/2=0.053 m
-150m中央泵房排水管在混合井井筒中敷设φ68×4.5规格无缝钢管两趟，一趟工作管道，一趟备用管道。
吸水管直径一般比排水管直径大一级，即：φ89×5。 四、管网性曲线及工况点 管网阻力系数：
R=(Hg-Ht)/(Q2nd)=(300-281-5)/(462×6)=0.0011 管网特性曲线方程： H=Ht+RQ2=286+0.0011Q2
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Q H 10 286.1 20 286.4 30 287.0 40 287.8 50 288.8 60 290.0 水泵工况点M： Q=45m3/h H=288m η=63%
第三节 压风设备
一、风动设备配置
矿井技改后，生产能力为6万吨/年，正常需要1个回采工作面，按一采二掘实现生产接替。设计按2个掘进头配备风动设备及压风设备。煤巷头掘进设备采用煤电钻；岩巷头配备7655型凿岩机一台，G10A型风镐一台。风动设备技术参数为：
7655型凿岩机，耗气量3.6m3/min，压力0.5 MPa。 G10A型风镐，耗气量1m3/min，压力0.5 MPa 。 二、压风设备选型 用气量计算：
矿井使用风动设备为2台风镐，1台风钻，7655风钻耗气3.6m3/min，G10风镐耗气1m/min。
Q＝a1×a2×r=1.1×1.15×1.03×(3.6+2)=7.1m3/min。
a1—管网漏气系数；a2―工具磨损气量增加系数；r―海拔修正系数 空气压缩机选型：
按上式计算井下用气量7.1m3/min。同时使用系数按0.8 井下用气量Q=7.1×0.8=5.68 m3/min。
选用2台W-6/8G型压风机两台工作，在地面设置集中压风机站，W-6/8G型压风机单机供气量为6m3/min，功率37kw，压力0.8MPPa。
压缩空气管道系统及管材的选择:
供气管道选择：井筒供气干管选用D65规格钢管。 压风机型号和技术参数如下： 型号 W-6/8G 排气量 6 m3/min 排气压力 0.8 MP
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电机功率 37kw 数量 2台
第四节 洒水灌浆系统
A、井下消防与防尘洒水系统
矿井技改后，井下消防与防尘洒水系统在地面设集中蓄水池，由混合井井筒敷设一趟消防与洒水共用的供水干管至-150m水平，再分别敷设管道至各个作业点。
一、消防、洒水用水量计算 1、湿式凿岩机用水量
井下使用湿式凿岩机2台，单台用水量为0.05L/s，每天工作时间按8小时，日用水量为4.3m3/d。
2、放炮喷雾洒水用水量
放炮喷雾洒水按2个工作面计，每个放炮工作面用水量取0.3L/s，合计用水量为0.6L/s。每天工作时间按2小时，日用水量为4.5m3/d。
3、风流净化水幕及转载点、大巷喷舞用水量
各喷雾点均选用YC型喷雾器，合计用水量为0.2L/s，日用水量按15 m3/d。 4、冲洗巷道用水量
井下冲洗巷道给水栓用水量按0.3 L/s。按10小时计，日用水量为12m3/d。 5、井下消防用水量
按照《煤炭工业矿井设计规范》（GB50215-94）的有关规定，矿井应设井下消防系统，其井下消防用水量为5 l/s。火灾延续时间按6小时计，日用水量为108 m3/d。
井下消防、洒水瞬时总用水量为6.55L/s（23.6 m3/h），其中消防用水量为5l/s。消防、洒水日用水量为146m3/d，其中消防用水量为108 m3/d。
二、供水水源
矿井消防、洒水用水水源取自地面，在地面通过管路自流下井。水质指标要求为悬浮物含量≯150mg/L，悬浮物颗粒直径≯0.3mm，PH值6～9，大肠杆菌≯3个/L。
三、消防、洒水管路系统
在混合井井口附近建一座200m3的蓄水池，往井下供水采用自流方式。下井管路
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采用消防与洒水合用的给水管路系统。
给水干管管径计算
D= 4×Q/（3.14×V×3600）]1/2
=[ 4×23.6/（3.14×2×3600）]1/2=0.065m
故在混合井筒中敷设D65规格的消防、洒水干管，井下分支管路采用D50管道通至各用水点。井下消防、洒水设施应按《规程》规定安设喷雾洒水装置，沿巷道每100米设置一个消火栓（或阀门）。
B、灌浆系统
煤矿煤层无自燃发生倾向,故此次技改灌浆系统暂时不予考虑,但对采空区域要按《规程》规定及时封闭。
第五节 矿井通风设备
煤矿技改后，混合井进风，回风井回风，形成“一进一回”的矿井通风系统。 一、设计依据
根据上述提供的计算结果，矿井的用风参数见下表： 时期 项 目 前后期参数 前 期 风量 （m3/s） 14 负压 （Pa） 298.51 后 期 风量 （m3/s） 14 负压 （Pa） 370.72 二、通风机风量与负压的确定 前期通风机
风量 Qs=KL×Qq = 1.15×14=16.1m3/s 负压 Hs=Hq +△H=298.51+150=448.51 Pa 后期通风机
风量 Qs=KL×Qq = 1.15×14=16.1 m3/s 负压 Hs=Hq +△H=370.72+150=520.72 Pa 三、通风机选择
根据风机的风量及负压，风机设备选型如下：
通风机选用FBCDZ-6-№12/15×2轴流对旋通风机2台， 1台工作，1台备用。风量：12--17m3/s，负压：1200-400Pa，转速：1460转/分。
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四、风机工况点的确定 回风井通风机的确定 通风网络阻力系数
前期：Rmin=Hs2/Q22 ＝448.51／16.12＝1.7303 后期：Rmax=Hs2/Q22 ＝520.72／16.12＝2.0089 通风网络曲线方程 前期：H＝1.7303Q2 后期：H＝2.0089Q2 工况点：
前期：根据H=1.7303Q2求得
Q（m3/s） H (Pa)
10 173 12 249 14 339 16 443 18 561 20 692 前期风机工况点（图中M1点）：Q=16.8m3/s H=488Pa η=63% α=40°/32° 后期：根据H= 2.0089Q2，求得 Q（m3/s） H (Pa) 10 201 12 289 14 394 16 514 18 651 20 804 后期风机工况点（图中M2点）：Q=17.7m3/s H= 629Pa η= 75% α= 40°/32°。 五、电动机功率计算 前期：
N= K×Q×H / (102×ηs×ηc)
=1.15×16.8×488/（102×0.63×0.98）=15.3kw 后期：
N= K×Q×H / (102×ηs×ηc)
=1.15×17.7×629/（102×0.75×0.98）= 17.4kw 选用电机功率为15 kw×2的防爆电机。
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第六章 工业广场与地面布置
第一节 总平面布置
一、地形、地物、工程地质、水文气象等概况
黄狮山煤矿位于铜陵市南东约3.5公里，隶属于铜陵县大通镇，为镇办集体企业。矿区有公路与快速通道及合铜公路相连，距铜陵火车站约4公里，矿区距长江横港码头、铜陵县码头很近，水陆交通方便。
矿区位于长江南岸丘陵地带，植被发育。地势北西高，南东低，最高处海拔157米，最低处海拔约90米，相对高差67米。山体走向为北东向，矿区呈狭长的条带状分布在山坡上，平均坡角约23°。区内地表水体不发育，仅有小水塘和季节性小水沟分布在矿区南东低洼处，旱季多干涸。
本区气候温湿，属季风副热气候，温和湿润，冬夏寒署交替明显，平均气温+160C，最高气温+40.30C，最低气温-12.50C。年最大降水量2731.3mm，年最小降水量1213.4mm，年平均降水量1640.2mm,雨量集中在4～7月份。最多风向为东南风，最大风力8级，多在春季出现。
本区未发生5级以上地震，根据省地震局资料，本区地震烈度为6级。 二、矿井地面布置 （一）矿井工业场地
利用现有矿井工业场地进行充实、完善。 （二）矿井居住区
该矿由于井型小，生产人员不多，矿区附近农民工少，为减少建设投资，矿区仅设部分单身宿舍、井口调度室、职教室、食堂、浴室。
三、公路
原矿井生产过程中的矿区公路可连通市区公路，技改后仍能满足需要，不另行修建。
四、供电
本矿采用双回路供电，一路为铜供128#线，为主供电源；另一路黄狮涝金矿专供线路，作为备用电源，井上下实行分开供电，供电电源可靠。
五、水源
矿区生产生活用水主要来市区自来水，井下水经沉淀过滤后，可作为井上下消防
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用水。
六、矸石排弃场
矿井技改和生产中的矸石，部分用于平整工业场地，大部分运往水泥厂作配料，工业场地内不存有大量的煤矸石，工业场地不设矸石山。
七、火药库
原生产井的火药库符合火工品储存点规定，矿井技改后继续使用，不再重建。
第二节 平面布置
一、平面布置的主要原则
（一）以《煤炭工业小型矿井设计规范》及有关规范、规程和技术政策为依据。 （二）满足井下开拓，地面工艺布置的要求，尽量做到少压煤，少占地和满足场内外运输等要求。
（三）根据地方煤矿的特点，妥善布置好生产、生活服务的各项设施，为施工、生产和各项生活创造良好的条件。
（四）尽量做到符合环境保护的要求，合理进行布局，努力减少排放废弃物及三废处理后的烟、尘、渣对环境的污染。
（五）尽力做到分区合理，并使建筑物处在朝向和通风的最佳位置。 二、工业场地布置
根据以上要求，本次设计工广布置合理，可充分利用现有建筑设施，投资省。 三、主要道路与露天场地
主要道路与露天场地的布置与原有生产系统一致，不再详述。 四、工业场地绿化（见环境保护章节）
第三节 竖向设计及场内排水
在场地设计中，矿井原场地适应矿井技改后生产、生活需要，无需作大的变动。 场内地势高差不大，设计考虑到场内的自然明沟为主要排水路。自然明沟规格为2.0m宽，1.0m深矩形状，与场外公路相交的天然沟渠相接。
第四节 场内运输
工业场地内的运输为窄轨和汽车运输。
窄轨铁道运输系统承担提升井提出的煤矸及需要检修的废旧矿车、设备和工具以
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及需要运往井下的砂石、水泥及支护材料等的地面运输。
汽车运输主要是从外地运来本矿所需的一切生产资料和生活必需品，以及场内一些调拨的货物运输。
场内以600mm窄轨铁道构成环形车场，来完成矿井技改及生产所需的运输，混合井出来的煤和矸石，由井口卸载架，卸入地面矿车后运至贮煤堆场，或用汽车外运；矸石通过窄轨铁道运出场地填于凹陷区。坑木、支架等下井材料通过地面窄轨运至井口下井。工广内铺设砼路面。各主要建筑物，构筑物均有道路相接。消防、救护车辆均可抵达。
第五节 管线综合布置及防洪排涝
管线综合布置及防洪排涝与现有工业场地布置基本一致，不再详述。
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第七章 矿井供电
第一节 供电
一、供电电源
该矿采用独立的供电系统，在工业广场建一座10KV地面变电所，一路为铜供大通区域变电所128#，50mm2架空线路；另一路为东村区域变电所黄狮涝金矿专供，70mm2架空线路。
二、电力负荷
最大有功功率（kW）： 150.6（地面），102.7（井下） 最大无功功率（kVar）：154.1（地面），73.7（井下） 最大视在功率（kVA）：215.5（地面），126.4（井下） 矿井负荷详见负荷统计表
矿井总负荷（考虑0.9同时系数）
将功率因数从0.72提高到0.95,补偿电容器容量为90kVar 矿井有功功率（kW）：150.6（地面），102.7（井下） 矿井无功功率（kVar）：64.1（地面），73.7（井下） 矿井视在功率（kVA）：163.7（地面），126.4（井下） 功率因数0.95 三、井上下供电
地面设变电所一座，所内布置低压开关柜10台，分别用于井上下负荷及电容器柜。
考虑今后延深，暗斜井提升等需要，矿井选用S11-250／10/0.4型变压器2台，对地面供电；2台S11-250／10/0.4型变压器，向井下供电。低压侧设置10台低压配电柜，低压母线接成单母线分段，主要通风机、混合井绞车、风机、水泵等一、二级负荷均由两回路电源线路供电，以保证供电的可靠性。
下井主电缆的选择：
I=P/（√3 U×COSφ）=126.4/（1.732×0.4×0.80）= 228 A
选择MY-3×95＋1×25（1140V）橡套电缆，长期连续负荷允许载流量为256A。 电压降的计算：
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380V电缆为每千瓦公里负荷的电压损失（%），COSφ=0.80时 K=0.181%（查表）
电压降为：
△U%=K·P·L=0.181×0.07×1=1.1%＜5%
矿井沿混合井敷设2路上述电缆至-150m中央泵房变电所，由中央配电所再分别向各用电点供电。
井下中央配电所共安装低压馈电开关3台，井下低压馈电开关选用KBZ型馈电开关。各用电点负荷开关选用BQD型矿用隔爆起动器。
第二节 通信及信号
矿井通信选用DL-20（20门）程控电话交换机1台。在地面变电所、调度室、通风机房、压风机房、绞车房及井下配电硐室、泵房、井底车场、上下山绞车房上下口以及采掘工作面均安装电话，以确保井上、下通讯畅通。由地面混合井井敷设MHYAV-30×2×0.8矿用通信电缆至井下-150m井底车场，由此电话分线箱分别接至井下各用户。
混合井设置一套矿用多功能提升信号装置，并设置专用人车信号。各上下山分别设置矿用隔爆组合式声光信号，以提供绞车安全运行所需的提升信号。信号装置电压为127V。
第三节 防雷
1、通讯线路在入井处装设避雷器和熔断器，接地电阻不得大于1Ω。 2、架空线路装设FS4-10 阀型避雷器，接地电阻不得大于4Ω。 3、所有下井管路在井口处焊接两处以上可靠接地。
第四节 安全监控系统
该矿井为低瓦斯矿井，根据有关规定，必须严格加强通风瓦斯管理，加强瓦斯监控。因此本矿井应建立安全监控系统。
目前矿山使用的监控系统为KJ91A,在此基础上进行升级改造为KJ91N型煤矿安全监控系统，该系统装置为主机二台（一台工作，一台备用），实行全矿井布置，地面设一个分站，井下设一个分站，该监控系统主要有主机、传输接口、分站、传感器、执行器（含断电器、声光报警器）、电源箱、避雷器、传输线等组成。
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本系统有甲烷浓度模拟量，馈电状态、风速、风压、风机开停、风门开关等开关量采集、显示及报警功能。
本矿井设地面监控分站一个，井下监控分站一个。
地面监控分站装设主扇开停传感器，在总回风巷测风站设风速传感器，在主要通风机风硐内设风压传感器，设地面风门开关传感器，并在总回风巷装置甲烷传感器。
井下监控分站装设甲烷、风门开关、局扇开停、馈电传感器。 在采煤工作面装置甲烷传感器。
在掘进工作面装置甲烷、局扇开停传感器。 监控分站风电瓦斯闭锁功能为：
1）掘进工作面甲烷浓度达到和超过1.0%时，声光报警；掘进工作面甲烷浓度达到1.5%时，切断掘进巷道内全部非本质安全型电气设备的电源并闭锁，当掘进工作面甲烷浓度低于1.0%时，自动解锁。
2）掘进工作面回风流中的甲烷浓度达到或超过1.0%时，声光报警切断掘进巷道内全部非本质安全型电气设备的电源闭锁，当掘进工作面回风流中的甲烷浓度低于1.0%时，自动解锁。
3）被串掘进工作面入风流中甲烷浓度达到或超过0.5%时，声光报警，切断被串掘进巷道内全部非本质安全型电气设备的电源并闭锁，当被串掘进工作面入风流中甲烷浓度低于0.5%时，自动解锁。
4）局部通风机停止运转时，声光报警，切断供风区域的全部非本质安全型电气设备的电源闭锁；当局部通风机恢复正常工作时，自动解锁。
5）与闭锁控制有关的设备（含风站、甲烷传感器、电源、断电控制器、电缆、接线盒等）故障或断电时，声光报警、切断该设备所监控区域的全部非本质安全型设备的电源并闭锁，与闭锁控制有关的设备接通电源1min内，继续闭锁该设备所监控区域的全部非本质安全型电气设备的电源；当与闭锁控制有关的设备工作正常运行后，自动解锁。严禁对局部通风机进行故障闭锁控制。
6）矿井安全监控系统要建立制度，制定岗位责任制，要设专人按规定进行维修、管理、建立档案。
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第八章
劳动安全与工业卫生
第一节 概述
为了给职工创造一个良好的工作环境，保障职工的身心健康，设计就工业卫生和劳动保护等内容按有关规程、规范和劳动保护有关规定给予设计。
矿井停业环境因素有：气象条件、有毒有害气体、噪声、粉尘、震动、阴冷潮湿、作业空间、电流等。
设计依据：
1、《中华人民共和国安全生产法》； 2、《中华人民共和国环境法》； 3、《煤矿安全规程》； 4、《煤矿安全监察条例》； 5、《矿井防灭火规范》；
6、其它有关规程、规范及法律。
第二节 矿井安全
一、瓦斯防治
该矿2006年鉴定矿井绝对瓦斯涌出量0.171m3/min，相对瓦斯涌出量2.26m3/t，绝对二氧化碳涌出量0.234m3/min，相对二氧化碳涌出量3.1m3/t。审批为低瓦斯矿井。2007年为停产期间，未鉴定，根据省经济委员会【2007】728号《关于2007年度全省煤矿瓦斯等级鉴定结果的批复》定为低瓦斯矿井。
（一）防止瓦斯积聚 1、加强通风管理
1）矿井的通风必须做到有效稳定和连续供风，使采掘工作面和生产井巷中的瓦斯浓度符合《煤矿安全规程》有关规定要求。
2）严格矿井测风制度，对井下各通风巷道的风速和风量应定期测定。 3）严格通风设施管理，使之随时处于完好状态。
4）采掘工作面应采用独立通风。如确需串联时，必须符合《煤矿安全规程》规定，编制专门措施，经审批后认真贯彻实施。
5）巷道贯通前要做好调整风流的准备工作，一旦贯通，立即实行全负压通风。
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6）加强通风设施及设备的质量管理，稳定控制回采工作面风流。确保系统完善，风流稳定。
7）加强通风管理，合理分配风量，及时安装风盖、风门、风帘等通风设施。确保各用风地点有足够的风流。
2、加强瓦斯管理
1）井下所有采掘工作面、硐室和其它巷道，均应由专职瓦斯检查员检查瓦斯，并按规定进行巡回检查，严禁空班漏检。
2）矿长、技术负责人要认真审阅瓦斯日报，掌握井下瓦斯的变化情况。发现问题及时解决。
3）建立个体巡回检查和安全技术监测体系，掌握各地点瓦斯浓度，预防超限。一旦超限必须立即停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。
4）当采掘工作面及其它作业地点风流中或爆破地点附近20m以内瓦斯浓度达到1%，应停止打眼和爆破;当采掘工作面及其它作业地点风流中、电动机或其开关安设地点附近20m以内风流中的瓦斯,必须停止作业,切断电源, 撤出人员,进行处理。当采掘工作面风流中二氧化碳浓度达到1.5%时，必须停止作业, 撤出人员，查明原因, 制定措施,进行处理。禁止任何人在有害气体超限时强行作业。
5）井下尽可能避免盲巷，报废的巷道要及时封闭。
6）回采工作面放顶时，应放齐放透，防止瓦斯积聚。掘进头要加强工程质量，严防空顶空帮造成瓦斯积聚。当工作面局部体积大于0.5m3的空间，局部聚积瓦斯浓度达到2%时，附近20m内必须停止作业，撤出人员，切断电源，进行处理。
7）当工作面发生局部瓦斯超限时，瓦检员有权按《煤矿安全规程》规定停止作业。掘进工作面及其它地点应编制排放瓦斯安全技术措施，报总工程师批准后执行。
8）对回采面顶板冒落的空洞内，低风速巷道的顶板附近、停风盲巷等容易积聚瓦斯的地方应加强检查，发现瓦斯积聚，可加大风量或提高风速将瓦斯稀释排出。将盲巷和顶板空洞内积存瓦斯封闭隔绝，或用导风板引入风流吹散瓦斯。
9）临时停工地点不得停风，否则必须切断电源，设置栅栏，挂示警标，禁止人员入内，并向矿调度室报告。
10）注意搜集瓦斯资料，特别要注意瓦斯在区域构造带附近的赋存规律，每年进行一次矿井瓦斯等级鉴定工作，根据瓦斯资料，相应制定日常通风安全管理制度。
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11）瓦斯管理有关规定未尽事宜，按《煤矿安全规程》和上级文件有关条款执行。 (二)防止瓦斯引燃
1、下井人员严禁携带烟草及点火工具，严禁穿化纤衣服下井，一切非生产必需的热源要坚决禁绝。
2、主扇和井下电气设备应定期检修，使之处于完好状态。输配电线路要定期进行绝缘性能检查。
3、采掘工作面应使用煤矿安全炸药和符合要求的电雷管。其它不合要求或变质的炸药不准使用。打眼、装药、封泥必须符合《煤矿安全规程》的要求，放炮员必须受有资质的培训机构培训，并做到持证上岗。严格执行 “一炮三检”和“三人联锁放炮”制度，确保放炮地点附近20m内瓦斯浓度小于1%才能允许放炮。
4、用放炮方法贯通两相向掘进巷道时，两巷道相距20米前，应先行停止一个掘进头的工作，并正常检测瓦斯，如瓦斯不超限，方可单向掘进，如有一头瓦斯积聚，应待风流稳定后，方可恢复工作。
(三)加强瓦斯检测
1、瓦斯检测地点：采掘工作面及其回风巷的风流，各水平、采区回风流和矿井总回风流，放炮地点的风流，串联通风工作面的进风流，机电峒室风流，各种密闭、盲巷、顶板冒落处及可能发生瓦斯积聚的地点和部位，局扇通风机恢复前的停风区，局部通风机及开关的风流。
2、光学瓦斯机在入井前在地面风流中调零。 3、严禁空班漏检、假检现象发生。
4、所有正常的采掘面每班检查不少于两次，本班没有工作的工作面每班至少检查一次，异常涌出瓦斯的巷道随时检查。
5、瓦斯检查位置：巷道风流断面上部1/5处（按梁下20cm），回风流在风筒后5m处测定。
6、矿井总回风瓦斯，采区回风流中的瓦斯浓度，在全部回风流汇合处检测。 7、采煤工作面瓦斯在工作面回风流10m处回风隅角风流检测。
8、采煤工作面放炮地点20m以内的风流沿煤壁向两端各20m范围的风流，切顶线向采空区侧部位，掘进工作面放炮地点是指迎头外20m范围，机电设备开关20m范围是指上风下风流各20m范围内的风流，盲巷在栅栏向内伸进整只手臂、顶梁下
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20cm处检测瓦斯，每次各地点的瓦斯检查要连续3次取最大值。
9、矿井总回风巷或一翼回风巷风流中的瓦斯浓度或CO2浓度不得超过0.75%，超过时必须立即查明原因，进行处理。
10、临时停工的地点，不得停风，如要停风必须采取以下安全措施：停风前撤出巷道内全部人员，切断停风巷道内的电源，在巷道口不超过扩散通风距离处设置栅栏,悬挂警示牌，严禁人员入内，停风的独头巷道每小班在栅栏处至少检查一次瓦斯浓度。如发现栅栏内侧的瓦斯浓度超过3%或其它气体超过规定时，要立即向矿调度汇报，不能立即处理时必须在24小时内封闭。
二、火灾、粉尘、水害防治 （一）防灭火
1、加强检身制度，严禁一切人员携带点火工具入井，井下和井口房内不准进行电焊、气焊和喷灯焊接等工作。
2、井下各硐室严禁存放汽油、煤油和变压器油。正确选用、合理使用电气设备，加强维护，保证设备正常运转。
3、井下严禁明火放炮和不封炮泥放炮，炮眼的装药量和装炮泥要符合规定。 4、在井下主要运输大巷中应设置消防材料库，配备足够的消防器材。 5、矸石山、坑木场位置，距进风井口80m以上。井架、井口房用不可燃材料建设。井口设消防材料库。
（二）防尘措施
1、各个采掘工作面、装载点、卸载点、运输、仓储等产生粉尘的尘源地，采用喷雾、洒水降尘。各个运输转载点喷雾、洒水设施齐全,且能正常使用。运输巷安排专人定期洒水灭尘。对沉积在巷道中的煤尘定期清扫。同时采取个体防护措施，职工在产生粉尘的地点工作，必须佩带防尘口罩，以保证工人身体健康。
2、采掘工作面除尘
采煤工作面煤炭装载点、卸载点采用喷雾、洒水降尘。掘进工作面凿岩采用湿式钻孔降尘。搞好个人防护，进入工作面要带防尘口罩。
（三）防治水
1、矿井水文地质工作是防治水工作的基础。为此，必须依据《矿井防治水工作实施细则》等要求，有计划、有针对性地进行矿井水文地质调查工作，查明矿井的各
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种充水因素，分析研究地下水运动规律，为防治水工作提供技术依据，并根据生产计划安排的需要，不断提供水情资料和水害情况预报。根据2006年矿山资源储量年度报告提供，该矿区的水文地质条件为简单类型，矿井历年开采情况及本区煤层赋存特点，以往形成的采空区经冒落后基本垮实，无大范围的采空区积水，井下主要水源为煤层顶、底板裂隙水。故矿井基本无大的水患威胁。
2、合理留设防隔水煤(岩)柱，井田边界、断层两侧等各类防隔水煤(岩)柱的留设，应编制专门设计，并按规定报批。
3、矿井购置TXV-75探水钻机一台，作为探放水之用。
4、完善排水设备，加强排放水工作。在工作面掘进和回来过程中，应疏通水沟，配备足够的排水设备和器材，使得工作面涌水及时排放，保证安全生产。
5、经计算井田技术边界留设保安煤柱25m 6、经计算断层两侧煤柱留设宽度取25m。 7、地面应做好材料供应，紧急抢救等准备工作。
8、地表防治水：本地区夏季炎热多雨，雨季可能出现内涝。应作好雨季防洪排涝工作。要常疏通区内防洪水沟，为保证雨季安全生产,必要时可以筑堤坝,防止地面洪水从井口进入井下。
三、冒顶事故预防
（一）采煤工作面顶板事故预防
l、严格执行采煤工作面支护质量标准，并制订相应的顶板管理措施。 2、在编制作业规程时应有防止冒顶事故发生的措施。 3、工作面使用的支护材料，必须验收合格后方可使用。
4、工作面要做到：“三直、两平、一净、两畅通”，工作面出口超前支护距离符合采煤安全质量标准化的要求。
5、工作面特殊支架必须符合《煤矿安全规程》的有关规定。
6、采煤工作面支护要及时，严禁空顶作业；顶板破碎地段放炮时，应适当减少装药量，以防止冒顶。
7、坚持实行敲邦问顶制度、支护验收制度、交接班制度等。
8、采煤工作面的初次放顶、收作、过地质构造带等要有专项顶板管理措施，严格执行，严格干部带班和安全员跟班制度。
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（二）掘进工作面顶板事故预防
1、根据顶板及围岩情况，选择合理科学的支护形式，力求安全经济可靠。 2、巷道施工，必须挂有规格牌、断面图、支护形式、支架规格和避灾路线。 3、三岔门、四岔门的施工在安全技术措施中，必须有专门的规定；拨门、扶台棚时必须有干部现场指挥，以确保安全。
4、掘进工作面迎头架棚要采用前探梁临时支护，严禁空顶作业，迎头10m要有防倒棚措施。
5、打眼前，必须首先敲帮问顶，将破碎围岩处理掉，支架要紧跟到迎头。 6、巷道贯通前20m，两头相向掘进时，必须停止一个掘进头。技术部门及时编写贯通措施。施工单位根据贯通通知书及措施要求准确报告施工进度，以便技术部门准确掌握贯通的距离和标高。
7、施工巷道时后面支架损坏变形严重的，要首先维修，不准边施工，边维修。
（三）巷道维修事故的预防
1、全矿巷道要有专人巡回检查，及时发现问题，制定措施进行维修。 2、所有三岔门、四岔门台棚均应合格，并派专人定期检查维修。维修三岔门、四岔门台棚或严重冒顶的地方，要制订专门安全技术措施。
3、三岔门、四岔门的维修施工，必须有专门的安全技术措施并有干部现场指挥，以确保安全。
4、维修大断面巷道，要成立专门管理小组，三班固定人员现场跟班。 5、维修巷道必须先检查顶、帮，并由外向里逐步进行，施工中严格执行敲帮问顶制度，严防片帮冒顶伤人、堵人，修棚时只准拉一棚改一棚，不准一次拉多棚。若出现冒顶必须用料接实，不准架空顶棚。
6、维修倾斜巷道时，必须停止行车，并严禁上下段同时作业。
7、独头巷维修时，必须先进行通风，经检查瓦斯和有害气体不超限时，人员方可进行作业。必须由外向里进行，并严禁人员进入维修地点以内。
四、提升、运输及供电安全 （一）提升事故预防
1、提升装置必须符合《煤矿安全规程》相关条文规定。
2、斜井人车必须装有可靠的防坠器，当断绳时，防坠器能自动发生作用。
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3、混合井除按规定装设“一坡三挡”外，井筒内每隔100米左右还须装设“超速撞击联锁式”跑车防护装置，以将运行中断绳、脱钩的车辆阻止住。
4、井底车场必须有专职把钩工。人员上下井时必须遵守制度，听从把钩工指挥，开车信号发出后，禁止进出乘人车。
5、特殊提升，必须编制安全技术措施，并按井口管理制度和下重物制度执行。 6、井口信号装置必须与绞车的控制回路相闭锁，只有在井口信号工发出信号后，绞车才能启动。
7、运输机电设备要建立挂牌留名制度，责任落实到人。
8、绞车、矿车应做到安全设施齐全、灵敏、可靠，设备台台完好，凡是零部件损坏或安全装置不齐的，不准使用。
（二）运输事故的预防 1、上山(下山)运输必须做到： 1)上山(下山)运输行车时，不准行人。 2)上山(下山)行车上下口把钩工不准脱岗。
3)串车数超过规定，串车无保险绳、连接不良或装载物料超重、超高、超宽或偏载严重时，严禁发出开车信号。
4)斜巷上下口应安设保险档且经常关闭，放车时方准打开。 5)斜巷松车时，不准断电放飞车。 6)斜巷上下口信号声光不齐全不准开车。
7)提升钢丝绳钩头被挤压断丝，不检查更换，不准使用。
8)主要运输斜巷除按规定装设“一坡三挡”外，每隔100米左右还须装设“超速撞击联锁式”跑车防护装置，以将运行中断绳、脱钩的车辆阻止住。
2、井下提运必须做到：
1)每班发车前，应检查各车的连接装置、车轮等。 2)严禁同时运送有爆炸性的，易燃性或腐蚀性的物品。 3)停车场应有照明装置。 4)严禁在上山中途扒车。 （三）供电
1、必须严格按照《煤矿安全规程》的要求，进行供用电管理和设备操作维护。
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所有职工必须持证上岗，熟悉现场情况，能及时处理突发事故。所有管理干部必须熟悉规程要求，了解现场情况，出现异常能及时指挥处理。
2、矿井的高压输电线路必须定期检查，确保其设施完好无损，安全可靠。防雷设施应完好无损。各种避雷器在雨季到来前必须全面检查、试验、校验、安装，确保防雷性能可靠。线路避雷器在冬季到来前应及时拆除以防损坏。对高压线路附近影响供电的树木必须除去，确保供电安全。
3、输变电设备的保护必须坚持使用，继电器保护定期整定校验，确保灵敏齐全，灵敏可靠。不准带电检修、迁移电气设备。
4、高压变配电设备和线路的维修及停送电，必须严格执行停送申请和工作票制度。双回路供电用户的线路停电作业时必须在两头挂停电牌。
5、对于井上下供电线路，必须安装漏电保护装置，并使其动作灵敏可靠，以确保快速排查掉电事故，缩小停电检修范围。
6、必须严格执行停送电审批手续，按程序进行停送电，不准乱停乱送。主要车间双回路供电线路，不准分接任何负荷。
7、机电设备的保护必须齐全，整定合理，安全可靠，综合保护必须使用，电器设备不得失爆，煤电钻必须使用综合保护。
五、工业与民用建筑抗震
根据建筑抗震设计（GB50011－2001）本地区抗震设防烈度为6度，设计基本地震加速度值为0.05g，第二组。建筑场地为Ⅱ类。
1、10KV变电所：抗震设防类别乙类，抗震设防烈度为7度，抗震措施按7度。 2、行政、生活福利建筑：抗震设防类别丙类，抗震设防烈度为5度，抗震措施按5度。
3、混合井井架：抗震设防类别乙类，抗震设防烈度为6度，抗震措施按6度。 4、混合井绞车房：抗震设防类别乙类，抗震设防烈度为6度，抗震措施按6度。 5、混合井井口房：抗震设防类别乙类，抗震设防烈度为6度，抗震措施按6度。 六、建筑消防工程
工业场地总平面布置严格执行《中华人民共和国消防法》、《建筑设计防火规范》、《煤炭工业小型矿井设计规范》等有磁法规、规范，对地面建筑进行合理布置，使其满足生产工艺要求同时满足防火间距要求，并按消防要求设置消防通道。
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工业场地的主要建筑物规模、结构形式，生产的火灾类别及耐火等级依据《建筑设计防火规范》和《煤炭工业小型矿井设计规范》划分。建筑物严格探寻作呕、规范划分防火分区，以及室内疏散设计。建筑用防火墙与其它材料均符合耐火极限要求。
各建筑物探按规定设置室内消火栓、灭火器及火灾报警装置。
矿井设有的消防泵房与消防水池，消火栓室内设置根据《建筑设计防火规范》、《煤炭工业给排水设计规范》等有关规范而确定。
工业场地消防火灾自动报警系统根据《建筑设计防火规范》、《煤炭工业小型矿井设计规范》、《火灾自动报警系统设计规范》等有关规程、规范设置。地面建筑中丙类及以上生产厂房均设有火灾自动报警系统，且整个矿井地面系统设有消防控制中心。
第三节 劳动保护与工业卫生
一、劳动保护
1、下井工作人员必须符合《煤矿安全规程》第七百四十七条规定。
2、矿山必须定期发放下井人员必须佩戴必要的劳动保护用品和规定的安全装备。 3、地面须建设职工浴室和茶炉房，加强对浴室的管理，并保证职工饮水卫生。 4、定期对职工进行卫生健康检查，建立健康档案。 二、工业卫生
按照《工业企业设计卫生标准》（TJ36－79）和《煤炭工业小型矿井设计规范》的配备标准，要求集中设置生产、生活卫生用室——生活福利联合建筑，建筑内按工作类别分别布置浴室、更衣室、矿灯房，在矿灯房内设有自救器。
地面生产和辅助设施建筑内，凡直接有生产人员操作的场所，根据机械设备运行情况、生产环境和可能产生有害于人体健康的不同因素，严格按照“工业卫生标准”和其它有关规范、标准，相应做了防寒、防暑、防湿、防尘等措施。如有较多人员的生产车间设集中采暖系统；自然通风尚不能满足要求的场所增设局部机械通风装置；在部分场所设置了单独操纵或控制室，以隔绝机械噪声和振动，保证操作人员的安全和卫生环境，如压风机房、扇风机房、绞车房等。
三、医疗机构
根据需要，在混合井井口附近等候室配备必要的急救设备和药品，为井下和地面工伤事故紧急处置提供必要条件，为抢救争取时间。并充分利用120医疗资源急救系统，最大限度地减少人员伤亡和财产损失。
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四、矿山救护
根据《煤矿安全规程》要求，该矿不具备设立矿山救护队条件的煤矿企业，必须与就近的救护队签订救护协议。
五、安全卫生仪表装备及人员配备
根据本矿井的灾害因素、瓦斯等级和本地区的安全装备情况，并参照《矿井通风安全装备标准》，确定矿井安全检测及其它装备的数量和型号，装备的数量、性能、品种必须能满足矿井通风管理、安全检测、个体救护、地质测量等工作的需要。
1、通风检测类
通风检测类仪表主要用于测定风量、负压和测量风速、温度、相对湿度等，根据日常通风管理、反风演习、通风阻力测定和风机性能测定等工作需要。本设计主要配备包括风表、气压计、压差计、干湿温度计等仪表。
2、气体检测类
用于检测矿井有毒有害的气体浓度，及时检查发现隐患，准确预测预报灾害征兆。主要包括光学瓦斯检定器、便携式瓦斯监测报警仪等仪表及其配套装置。
3、粉尘检测类
用于粉尘的采集、测量和化验，并根据测量结果对高产尘地点采取更有效的防尘、降尘及个体防护等措施，消除或减少粉尘的危害。粉尘检测和装备由矿山救护队承担。
4、地质测量类
地测部门配备地质测量设备仪器，以满足矿井地质测量工作的需要。本设计按矿井测量工作的内容和精度要求配备相应的经纬仪和水准仪、矿山挂罗盘、地质罗盘等，其数量根据地质专业人员数确定。
5、矿山救护类
本矿井所有入井人员均须配备自救器，设计选用隔离式自救器，数量按下井人员总人数配备，并考虑5～10％备用。自救器的型号应满足最远线路的职工在发生事故使用自救器后能有足够的时间逃离灾区转入新鲜风流中的要求，并适时予以更新。
所有入井人员均须随身携带并正确掌握自救器的使用方法。
有关人员必须学习相关安全系统的基础知识，了解煤矿事故发生的预兆，熟悉本矿井的避灾路线，掌握事故预防和应急措施，提高自身保安能力。
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第九章
环境保护
第一节 设计依据及采用标准
一、设计依据
（一）《中华人民共和国环境保护法》； （二）《建设项目环境保护设计规定》； （三）《煤炭工业环境保护设计规范》。 二、采用标准
（一）大气污染：执行《大气环境质量标准》中规定的二级标准,其中工业场地附近执行三级标准；
（二）地面水质：根据各水体功能分别执行《地面水环境质量标准》，《农田灌溉水质量标准》，《渔池水质标准》；
（三）环境噪声：按功能分别执行《城市区域环境噪声标准》，附近村庄执行ISO标准。
（四）污染物排放：污水执行《污水综合排放标准》中的二级标准，烟尘排放执行《锅炉烟尘排放标准》中的二类区标准，最大容许烟尘度为2000mg/m。
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第二节 大气污染源排放与防治
一、主要污染源
井田大气污染源主要为贮煤场和临时矸石山扬尘、场外交通扬尘等。 二、大气污染防治
贮煤场采用喷雾洒水控制煤尘。道路用洒水车定时洒水以抑制路面扬尘。临时矸石山加强绿化，利用绿色植物的滞尘、吸尘功能，控制扬尘。
第三节 废水排放及处理
一、井下水处理
井下水排放前先进行沉淀，清除较多的煤泥杂质，当酸性较大时，再经中和池加入石灰中和，后经污水管网排入排水沟。水污染源包括矿井水和生活用水。
二、生活污水处理
粪便经化粪池处理；食堂污水经隔油池处理；洗浴污水经降温处理。全部污水经
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排放沟汇集排放。
第四节 固体废弃物排放及综合利用
一、废石排放及利用
矿井达产后，每年预计总排废石量6000吨左右，除井下可部分充填废巷及采空区外，地面矸石主要用作填平工业场地，铺设道路路基，其余运往水泥厂作配料，不设矸石山。
二、生活垃圾
生活垃圾设垃圾箱收集后统一填埋，有条件时采用高温堆肥法处理。
第五节 主要噪声处理
1、提升设备安装在室内，门窗尽量封闭，以减轻对外界环境的干扰，并对基础采取减振措施。
2、空气压缩机进、出口上安装消声器，在其基础上采取减振措施，可降低噪声25dB(A)左右。
3、扇风机设置在密闭的房内，门窗采取隔声措施，扩散塔上安装吸声板，可降低噪声15dB(A)以上。
采取以上措施后，工业场地环境噪声将可达到《城市区域环境噪声标准》中3 类标准，工业场地边界噪声可满足《工业企业厂界噪声标准》中Ⅲ类标准。
第六节 矿区绿化
工业场地占地面积小，周围为山丘，绿树成荫，绿化占地系数20%以上，可满足《煤炭工业环境保护设计规范》的要求。
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第十章 技术经济部分
第一节 劳动定员及劳动生产率
根据矿井技改的生产能力6万吨/年，年工作日为330天，日产量为182吨，两班生产，一班检修。确定劳动定员和劳动生产率如下：
1、劳动定员（见下表）
劳动定员表 序号 人员类别 生产工人 一 其 中 地面工人 二 三 管理人员 矿井原煤生产人员 服务及其他人员 全 矿 合 计 出勤人数 117 105 12 6 123 14 137 在籍系数 在籍人数 1.3 1.3 1.1 1.0 1.0 150 137 13 6 156 14 170 井下工人 2、劳动生产率（见下表）
劳动生产率表 人 员 类 别 一 二 三
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效 率 1.48 1.56 1.73 全员效率 生产工效率 井下工效率 铜陵县黄狮山煤矿矿井技术改造初步设计
第二节 矿井经济分析
该矿建成后，有利于改进矿山安全条件，有利于安排当地民工就业，有利于增加国民经济收入，给国家、集体、个人和整个社会都带来较好的效益。
该矿投资来源以自筹为主，投资分析采用静态计算。从计算结果看，投资少，投资回收期短，投资效果系数为，投资效果较好。
一、投资概算 总投资：418.9万元。 其中 ：
井巷工程投资：188.8万元 土建工程投资：18.6万元
设备、设施及安装投资：211.5万元 其它工程投资：10.0万元。 二、投资分析
投资分析表
序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 技改投资 销售收入 销售成本 应纳税额 资源税 利 润 所得税 纯利润 投资效果系数 投资回收期 项目 单位 万 元 万 元 万 元 万 元 万 元 万 元 万 元 万 元 % 月 金额 418.9 1500 780 195 12 513 128 385 92 13.1 备注 6×250 6×130 6×2 由上表看出，矿井建设总投资为418.9万元，投资效果系数为0.92,投资回收期为
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13.1个月，具有投资少，见效快，效益较好等特点。
矿井技改投资总概算表
序号 一 二 三 四 五 六 七 八 九 十 十一 十二 十三 工程项目名称 提升系统 排水系统 压风防尘系统 通风系统 安全设备及仪表 通讯系统 供电系统 地面系统 运输系统 采掘设备 井巷工程 地面建筑 其 它 合 计 投资金额（万元） 38.0 13.8 8.1 7.2 12.4 8 60.5 7 38.5 8 188.8 18.6 10.0 418.9 第三节 矿井设计主要技术经济指标
主要技术经济指标表
序号 一 1 2 二 三 1 2 3 四
名 称 矿井设计生产能力 年产量 日产量 二、三、四水平服务年限 矿井设计工作制度 年工作日 日工作班数 提升时间 二、三、四水平储量 单 位 万t/a t/d a 天 班/日 小时 6 182 4.0 330 3 16 指 标 61
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1 2 五 1 2 3 4 六 1 2 3 七 1 2 3 八 九 1 2 3 4 5 十 1 2 3 十一 1 2 3 4 十二 1 2 3 工业储量 设计可采储量 煤层特征 可采煤层 可采总厚 煤层倾角 煤的容重 本次矿区设计范围 走向长 倾斜宽 面积 开采水平 本次设计水平数 本设计开采水平标高 最终水平标高 开拓方式 煤质 牌号 灰份Aq 挥发份Vr 硫份SgQ 发热量 混合井特征 井筒类型 井筒长度 主提升井净断面 采区情况 投产采区个数 投产采煤工作面个数及长度 采煤方法 顶板管理方法 采煤机械化装备 采煤机械 工作面支架形式 工作面运煤机械 万t 万t 层 m 度 t／m3 m m Km2 个 m m MJ/kg m m2 个 个/m 49.45 33.63 1 1.82 68 1. 65 600 160 0.0961 3 -150、-200、-300 -300 斜井主石门大巷开拓 无烟煤 29.91 3.53 1.69 19.53 斜井 518 5.62 1 1/21（伪：42） 伪倾斜柔性掩护支架采煤法 自然垮落法 风镐、电煤钻 金属 自溜
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4 5 十三 十四 1 2 十五 1 2 十六 1 2 十七 1 2 3 十八 1 2 3 十九 1 2 二十 1 二十一 1 二十二 1 2 二十三 二十四
中间巷运煤机械 溜煤眼 掘进工作个数 井巷工程量 井巷总长度 万吨掘进率 井下大巷运输 矿车类型及数量 大巷运输方式 矿井主提升 混合井提升设备 混合井提升容器 通风 瓦斯 通风方式 扇风机型号及数量 排水 正常涌水量 最大涌水量 水泵型号及数量 压风 压缩空气总需要量 压风机型号及数量 供电 变压器型号及台数 建筑面积 新增工业及行政福利建筑 劳动生产率 回采工效率 全员效率 矿井总投资 建井期限 个 m m／万t /部 等级 /台 m3/h m3/h /台 m3/min 台 /台 m2 t/吨 t/吨 万元 个月 矿车 自溜 2 1623 270.5 1吨矿车/40 人力推车 JTKY-1.6（非标） 1.0t车箱式矿车 低瓦斯矿井 中央并列式 FBCDZ-6-№12/2×15/2 20 30 D46-50×6/3 5.68 W-6/8G S11-250/4 310 1.73 1.48 418.9 11.3
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