某煤矿采面支护改革可行性研究报告.doc

贵州省XX县XX镇XX煤矿采面支护改革可行性研究 第21页
目 录
第一章 总 论 1
第一节 项目背景 1
第二节 项目概况 12
第二章 市场需求分析 15
第一节 我国物流市场状况分析 15
第二节 市场需求状况分析 26
第三节 济宁地区物流业状况分析 31
第三章 建设规模及内容 38
第四章 建设场址与建设条件 40
第一节 建设场址 40
第二节 建设条件 40
第五章 总体规划建设方案 44
第一节 项目定位及规划目标 44
第二节 总体规划方案 44
第三节 物流初步技术方案 50
第四节 工程建设方案 52
第五节 公用工程 58
第六章 节能方案分析 67
第一节 节能依据 67
第二节 节能措施 67
第七章 环境影响评价 73
第一节 项目场址环境现状 73
第二节 项目建设和运营对环境的影响 73
第三节 环境保护治理措施 75
第四节 环境影响评价 77
第八章 劳动安全卫生消防 78
第一节 劳动保护与安全生产 78
第二节 消 防 80
第九章 组织管理机构 82
第一节 企业管理体制及组织机构设置 82
第二节 劳动定员及培训 82
第十章 项目实施进度 84
第一节 项目组织与管理 84
第二节 实施进度计划 84
第十一章 工程招标方案 86
第十二章 投资估算和资金筹措 90
第一节 投资估算 90
第二节 资金筹措与使用计划 93
第十三章 经济效益评价 95
第一节 经济效益评价基础数据 95
第二节 财务分析与评价 98
第十四章 社会效益评价 100
第十五章 风险分析 102
第十六章 结论与建议 106
第一节 结 论 106
第二节 建 议 106

前 言
我国是世界上采矿最早的国家之一。明代末年所出的《天公开物》中，已具体地记述了井下矿石开采、支护和充填的情况。
随着开采业的不断发展以及采矿规模的不断扩大，经常出现顶板冒落、巷道堵塞或地表塌陷等事故，迫使人们不得不重视和研究矿山压力问题。建国以来，特别是进入21世纪以来，随着支护和防冒顶技术的深入发展，新技术、新材料、新工艺、新设备的不断使用，矿井支护技术取得了令人瞩目的成就，技术面貌发生了巨大的变化，获得了良好的技术经济效果。
但是随着国家经济的发展以及对煤炭资源需求的增大，煤矿开采及建设速度的加快，也暴露出部分煤矿业主只追求经济效益而忽视安全投入和技术投入的不足，从而带来了一系列安全事故。
2005年贵州省煤矿各类事故的同比和所占比例情况见表一，在煤矿各事故类的死亡人数中，顶板事故发生次数所占比例很大，约为55.28%。顶板事故死亡人数仍为最多。顶板仍是煤矿安全生产的主要隐患。

表一： 2005年煤矿事故类别表
事故类别
起数
同比
(%)
占起数%
死亡人数
同比
(%)
占人数%
总 计
521
-9.90

837
-10.00

顶 板
288
-12.2
55.28
332
-13.99
39.67
瓦 斯
85
-24.11
16.31
311
-7.16
37.16
机电运输
102
5.15
19.58
103
-0.96
12.31
水 害
21
10.53
4.03
65
-23.53
7.77
其 它
25
13.64
4.80
26
30
3.11
贵州省XX县煤炭资源丰富。随着国家的产业政策、资源保护和环保政策的日益严格以及西部大开发的战略实施，全县现有煤炭供需形式正在转变，省内外煤炭需求量也不断加大，市场较为广阔。本县煤矿建设发展较快，一批有证矿井实现了改扩建，同时新建矿井也不少。但是许多煤矿的采煤方法、回采工艺和支护的技术含量低，其采面多采用木柱和金属摩擦支柱为主，巷道、采面顶板事故时有发生。因此迫切需要进行工作面、采面支护改革，积极创造条件推广煤矿支护新技术，规范顶板安全管理，以杜绝顶板事故的发生。
XX县XX煤矿矿井位于XX县草塘镇，距XX县直线距离9km，业务隶属XX县煤炭工业局管辖。矿区井田面积约 km2。矿井年设计生产能力6万t，设计主采煤层1层（为D煤层）。煤层倾角15°—20°，平均18°，煤种为肥煤。煤炭保有储量 万t，可采储量52.9万t，服务年限约 年。
XX煤矿采用斜井开拓，现矿区+890m标高以上已经由原有的系统回采完毕，矿区下部资源未开采，开采时需进行技术改造。2004年3月贵州省煤炭管理局设计研究所编制的《贵州省XX县XX煤矿技术改造方案设计》提出了采用斜井开拓，布置运输上山和回风上山，在运输上山、回风上山南侧施工D110回采工作面。
XX煤矿现有回采工作面采用木支护，支护方式较为落后，安全状况不好，迫切需要改变回采工作面支护方式。外注式液压支柱配合铰接顶梁支护具有：初撑力大，升阻快的特点，一般初撑力为70—100kN以上，而木支柱仅为5—20kN，而且液压支柱达到工作阻力的时间比木支柱快2—5倍；恒阻承载波动小，工作可靠，单体液压支柱一般为5—10%，木支柱为40—70%，因此，相同地质条件下，液压支柱工作面的顶板下沉量比木支柱工作面减少50—80%，减少了顶板的下沉离层，工作面的端面顶板破碎度减小，有效地控制了顶板；操作简便，安全可靠的单体液压支柱的支柱和回柱效率比木支柱高二倍（木料基本不回收），回柱可远距离操作，工伤事故成倍减小。通过认真分析业主提供的地质资料和收集的生产技术信息，认为在XX煤矿回采工作面中采用DZ18-30/100型单体液压支柱，能够取得良好的技术经济效果和安全效益，其概算投资为57.21万元。

第一章 项目建设的意义和必要性
第一节 项目建设的意义
贵州以“江南煤海”著称，全省煤炭资源远景储量2410亿吨，保有储量为498亿吨，是江南12个省区的总和，居全国第5位，具有储量大、煤种全、埋藏浅、分布聚、组合好的特点，煤层中还蕴藏着丰富的可供开发煤层气。
贵州磷、煤、铝、铁等矿产资源丰富，以电力为依托发展优势原材料产业具有得天独厚的优势。然而，随着新建火电机组大量投产，贵州煤炭产量的增长并未使省内电煤供应紧张局面得到缓解。大量电厂要么停机待料，要么把掺杂了大量矸石、粉煤灰甚至泥土等的电煤，也一古脑吞下去。去年电煤供应最紧张时，全省火力发电停机和减出力机组甚至超过200万千瓦，其中贵州金元集团公司因缺煤全年少发电达47.3亿千瓦时。据贵州省经贸委提供的消息，今年贵州省电煤需求量约4500万吨。在全省煤炭产需衔接会上，有关部门对省内电厂发电5500小时（机组设计利用小时数）以内的电煤需求量3597万吨已下达了指导计划。此外，5500利用小时外的800多万吨发电用煤基本没有落实。预测贵州省煤炭消费情况见表2—1—1。
表2-1-1 贵州省分行业煤炭消费现状及预测表 单位：万t
煤炭消费量
1999年
2010年
2015年
4429.16
8450
9150
原煤
洗煤
焦炭
3812.14
120.56
193.95
1、电力行业
1034.79

5450
6050
2、建材行业
578.60

700
750
3、冶金行业
203.14
27.69
132.53
550
600
4、化工行业
227.11
92.41
55.88
650
750
5、城乡生活用煤
1040.89
0
0
400
300
6、其他
685.61
0.46
5.54
700
700
7、损失量
42

与此同时，贵州省地方中小型煤矿仍在大量使用木支护进行工作面支护，严重制约了中小型煤矿的发展，安全状况亦不理想。我国煤矿自上世纪九十年代开始推广采煤工作面使用液压支柱支护采场。
贵州省XX县煤炭资源丰富。随着国家的产业政策、资源保护和环保政策的日益严格以及西部大开发的战略实施，全县现有煤炭供需形式正在好转，省内外煤炭需求量也不断加大，市场较为广阔。但是，煤矿设计生产能力较小，回采工艺和回采工作面支护含量较低，制约了煤矿的发展。2005年，全省煤矿发生的事故中，顶板事故占55.28%，顶板事故死亡人数仍为最多。顶板仍是煤矿安全生产的主要隐患。因此迫切需要进行地护改革。
第二节 项目建设的必要性
XX煤矿位于XX县正西方向，距XX县直线距离9km；属XX县草塘镇，隶属XX县煤炭工业局管辖。矿区由 个拐点坐标圈定。
拐点
X
Y
1

2

3

4

XX煤矿可采煤种为肥煤，已探明地质储量 万t（121+333），保有储量 万t，可采储量 万t。设计生产能力为6万t/a，2004年3月由贵州省煤炭管理局设计研究所编制的《贵州省XX县XX煤矿技术改造方案设计》，设计生产能力6万t/a。但矿井支护技术落后，回采工作面基本采用木支柱，安全状况不佳，严重制约矿井的生产能力的提高，迫切需要进行回采工作面支护的改革。
一、支护改革的必要性
1、科学支护的需要
根据回采工作面顶板破坏、运动规律和矿压显现规律，认为采场支架有两种特定的工作状态，即“给定载荷”工作状态和“给定变形”工作状态。
“给定载荷”工作状态（如图1所示），假设开采煤层的直接顶容易跨落、且厚度大，跨落岩石足以充满采空区，并支撑住上覆岩层，此时，上履岩层由煤壁和采空区矸石支撑达到自身平衡，采场支架所受载荷仅仅是脱离了上覆岩层的直接顶重量Q。Q值取决于直接顶厚度和在控顶区悬伸长度，这是一个定值，称为“给定载荷”。
直接顶厚度按计算，M为煤层采高，KP为直接顶岩层的碎胀系数。
“给定变形量”（图2所示），直接顶跨落后不能充填满采空区时，老顶破坏后沉陷，压于直接顶之上，对于工作面有直接影响，但老顶的跨落又是有限的，前端在煤壁和支架上方，后端受冒落矸石的限制，并由前方未破坏老顶和后方已跨落老顶的水平挤压形成平衡。采场顶板下沉的基本状态，就是由与“给定变形”相适应的可缩性，否则将承受不必要的附加载荷。
从现场的开采实践上分析，一次周期来压步距往往在10m以上，而工作面控顶距在3—5m左右，采场支架是无法阻止老顶的沉陷的，支柱的承载能力应该以能够防止顶板沿煤壁切落为准。
无论是采场支架“给定荷载”和“给定变形量”工作状态，它既要求支架有一定的支撑能力，既能承受直接顶离层岩石的“给定载荷”，并防止顶板来压时工作面切顶；又要要求支架有一定的可缩性，适应老顶破坏沉陷时的“给定变形”，木支柱、刚性支柱、金属磨擦支柱都不能完全满足这些要求，单体液压支柱则是实现了既有一定的承载能力，有能保证在一定承载能力下有一定可缩性的先进的支护方法。

根据XX煤矿老系统及各巷道布置的层位及围岩的稳定状况，矿井应合理选择支架类型，利用合理的施工工艺，选用合理的断面形状。矿井回采工作面支护现以木支护为主。使用木支护，一般只能支护5—6个月就基本损坏，如遇水、损坏时间更短，需要更换维修，既浪费人力、物力和财力，影响环境，又造成安全隐患。随着矿井服务年限的延长，维修量逐年增加，且随着开采深度的增加，巷道围岩压力越来越大，木支护巷道断面越来越小，严重影响矿井通风和运输，制约了矿井产量，安全工作也受到制约与威胁。
2、安全生产的需要
使用木材进行采面支护为被动支护，只有当巷道围岩产生变形后，才能提供支撑力。但此时，巷道围岩已经遭到破坏。而木支架受自身强度限制，所能提供的支撑力有限，同时木支护不能防火，容易腐朽，不能阻止和防止围岩风化，因此，木支护巷道顶板事故较为频繁，伤亡事故常有发生。2005年贵州省煤矿各类事故种，顶板事故发生次数所占比例很大，约为55.28%。顶板事故死亡人数仍为最多，占39.67%。顶板仍是煤矿安全生产的主要隐患。
单体液压支柱支护与传统的被动支护迥然不同，主动对采面进行支护，最大限度提高了围岩的自支撑能力，同时隐蔽工程少，可及时对变形采面进行维护，减少了事故的发生。为此，近年来在煤矿积极推广下，取得明显的支护效果。
3、环境保护的需要
根据贵州省六盘水市政府统计，采用木支护，煤矿每生产1万t煤炭将消耗80—90m3坑木，2000年—2004年消耗坑木10万m3/a，说明坑木消耗量非常大。大量木材的消耗，伴随森林资源的过渡砍伐破坏，导致地表水土流失加剧，环境问题更趋于恶化。而且随着国家对森林资源的保护力度在不断加大，木材资源的长期稳定供应亦比较困难，客观上要求进行支护改革。
第三节 项目建设的可行性
一、矿井地理位置
XX煤矿位于XX县东北方向，距XX县直线距离11km，距草塘镇约8km，属XX县草塘镇，业务隶属XX县煤炭工业局管辖。矿山有简易公路相通，交通较为方便（见交通位置示意图1-3-1）。矿区由 个拐点坐标圈定。
拐点
X
Y
1

2

3

4

二、地形地貌
本区大地构造位置属扬子准地台黔北台隆遵义断拱贵阳复杂构造变形东南部，地形切割较为强烈，为剥蚀、侵蚀沟谷山地地貌。最高海拔标高+ m，最低海拔标高+ m，最大高差 m，全区地形主要为斜坡、冲沟、陡岩。
三、地质构造及煤层特征
1、地层
矿区区域地形有震旦系、二叠系、三叠系及零星分布的白垩系、老第三系和第四系，其中的寒武系和三叠系分布最广，次为二叠系。由于黔中的隆起，缺失了志留系—石炭系及侏罗系。出露的地层自下而上为下二叠统栖霞组和茅口组、上二叠统吴家坪组，下三迭纃夜郞组和茅草铺组。由老至新分述如下：
1）栖霞组和茅口组（P1q+m）：下部为深灰色中至厚层泥晶灰岩、燧石灰岩；上部为灰至浅灰色厚层及块状泥晶至粉晶灰岩。厚度大于150m。
2）吴家坪组（P2w）根据岩性可将该组岩层划分为五段
第一段（P2w1）为含煤段。岩性为灰、灰白色泥岩与砂质泥岩互层，时夹黑色灰质泥岩。含煤1层，厚16～32m。
第二段（P2w2）：灰至灰色中至厚层燧石结核灰岩，底部为层厚4～10m的深灰色中厚层生物灰岩，本段厚56～90m。
第三～五段（P2w3～P2w5）：灰至深灰色中至厚层灰色中厚层泥晶灰岩，底部互层，底部为粉晶灰岩，厚134～159m。
3）长兴组和大隆组（P2c+d）：下部为深灰色中厚层泥晶灰岩，底部为一层页岩；中部为深灰色中至厚层状燧石灰结核灰岩；上部为深灰色薄至中厚硅质岩，偶夹页岩，厚40～68m。
4）夜郞组（T1y）：根据岩性分为两段。
第一段（T1y1）：灰绿色、紫红色页岩，偶夹薄层灰岩。厚50～60m。
第二段（T1y2）：灰色薄至中厚层粉晶灰岩，厚80～200m。
5）茅草铺组（T1m）：浅灰、紫灰色厚层粉晶灰岩，缝合线发育，上部夹少量白云质灰岩。厚度大于130m。
6）第四系（Q）黄色、黄褐色浮土及坡积物，厚0～10m。
2、地质构造
矿区位于XX向斜东翼，矿区范围总体属单斜岩层，倾向南西，倾角15～20度，平均倾角18度，属构造简单的矿区。
3、煤层
1）含煤性：
二叠系上统吴家坪组，自下而上分为三段，仅第一段含煤，本矿区内仅含一层煤。即D煤层，该煤层平均厚度1.50m，含煤段平均厚度25m，含煤系数为3.9%。
2）含煤层的稳定性
根据煤矿采矿工程的观察结果，煤层厚度平均在1.50m，煤层连续性总体偏好，厚度稍有变化，部分地段变薄或增厚，属较稳定煤层，为全区可采煤层。
煤层特征表
煤层
编号
煤层平均
厚度(m)
煤层
结构
煤层倾
角（°）
密 度
（t/m3）
稳定性
顶底板岩性
顶板
底板
D
1～1.80
1.50
简单
18
1.44
较稳定
深灰色中
厚层灰岩
灰白色
粘土岩
四、支护改革可行性分析
1、技术分析
XX煤矿采掘活动集中于D煤层，煤层平均厚度1.50米该煤层位于二迭系上统吴家坪组，岩性为砂质粘土岩、硅质岩、硅质灰岩、泥灰岩，厚约为15～20米。根据其岩石及煤层顶底板特性，使用单体液压支柱支护能够满足采场的支护要求。选型计算结果如下：
XX煤矿D106采煤工作面，采高1.50，工作面斜长60m，采用二班生产一班准备二采一准的循环作业方式，采用3—4排控顶，排距、柱距分别为1.0m、0.8m，全部跨落法管理顶板。
2、支护选型及支护密度计算
工作面选用DZ18-30/100型单体液压支柱和HDJA-1000型铰接顶梁配合使用。
支柱的额定阻力300kN，最大支撑高度1800mm，最小支撑高度1110mm，伸缩行程690mm，额定工作液压38.2Mpa，初撑力118～157kN，泵站压力15～20Mpa，油缸直径100mm，底座面积109cm2，支柱有液时质量41.9kg，无液时36kg。
每根单体支柱的工作阻力为P支=F·n=300×0.9=270kN
式中：n——支柱时间利用系数，取0.9；
F——单体液压支柱额定工作阻力，kN；
单位面积顶板压力W为：

式中：k——采高系数，一般为6～8倍采高，取8倍采高计算；
——顶板岩石容重，24.5kN/m3；
M——最大采高1.8m；
3、工作面支护密度确定：
①最大控顶距为Lmax=4.2m，工作面斜长L=60m，最大控顶面积Smax=Lmax·L=4.2×60=252m2
最大控顶时支柱的数目根

最大控顶支柱密度
式中：a——工作面柱距；
Nmax——最大控顶距时支柱数；
Bmax——最大控顶距时控顶面积；
L——工作面斜长；
Smax——最大控顶距时控顶面积；
Lmax——工作面最大控顶距；
Dmax——采场最大控顶支柱密度；
②最小控顶距时，Lmin=3.2m，工作面斜长60m
Smin=Lmin·L=3.2×60=192
最小控顶距时，支柱数目
最小控顶距时，支柱密度
③支柱载荷计算
最大控顶距时，支柱载荷量

最小控顶距时，支柱载荷量

④比较
P大=263.3kN/根
P小=257.5kN/根，P支=270kN/根
即P支＞P大＞P小
根据以上计算结果表明：每根单体支柱的额定工作阻力，大于实际支柱的载荷力，因此在采煤工作面采用单体液压支柱比较可行。

第二章 技术来源、工艺特点、技术关键及对煤矿安全、
技术进步的重要意义和作用
1、支护工艺特点
(1) 回采工作面的支护工艺
回采工作面的支护工艺经历了重大的技术改革，经历了木支柱、磨擦支柱、单体液压支柱和液压支架阶段，在顶板管理技术上，由传统的密集支柱、堆柱、丛柱等切顶支柱，发展到分段密集、切顶，在坚硬顶板工作面采用液压切顶支柱，在采场端头支护上采用11#工字钢梁、T型钢梁等支护方法，这些支护技术改革有利地促进了回采工作面单产的提高，安全状况同时有了较大改观。
单体液压支柱有外注式DZ和内注式NDZ，由于内注式操作时初撑力不稳定和不便于检修，目前普遍采用外注式单体液压支柱。
1、单体液压支柱规格的选择
支柱规格的选择，主要依据支柱在开采煤层使用时需要达到的最大高度和最小高度。
1）支柱的最大高度
Hmax=Mmax－b+c+I+d
式中：Mmax——工作面最大采高，m； b——顶梁厚度，m；
I——为了避免支柱在完全抽出状态下工作，预留的活柱富裕行程，
一般为100mm。 d——单体钻底量，m
如果在直接顶与煤层中存在随采随落的伪顶，支柱的高度还应考虑伪顶厚度c，本矿顶板为灰岩，可不考虑伪顶影响，由于本矿煤层底板较硬，单体钻底量可以考虑为0.1m 即为：
Hmax=Mmax+c－b+I+d=1.8+0－0.1+0+0.1=1.8m
2）支柱的最小高度
应适用于放顶前支柱高度，为了便于回收液压支柱，使支柱不致压死，按普通采煤管理办法的规定，应留有100mm伸缩余量，则：
Hmin=Mmin－s－b－a+c+d=1.33－0.1－0.1－0.1+0+0.1=1.13m
式中：Mmin——工作面最小采高，m；
s——顶板在最大控顶处平均最大下沉量，m：
a——支柱卸载高度（一般≥0.1），m：
顶板在最大控顶处平均下沉量，应根据同一煤层开采的实测资料确定。也可以采用估算方法，即：

式中：——0.02～0.03；
R——最大控顶距；
2、单体液压支柱在工作面的布置
单体液压支柱工作面支护方式和铰接顶梁的布置形式有齐梁齐柱、错梁齐柱和错梁错柱等，但一般要求梁长要和循环进度、放顶步距等长，目前回采工作面普遍采用的布置方式是齐梁齐柱和错梁齐柱两种，见图3。
图3 工作面支架布置形式

3、回采工作面端头支护
经过多年实践，根据工作面开采条件，采用多种支护方式，如使用工字钢梁、型钢梁、铰接顶梁焊接、十字顶梁和滑移顶梁等组成大棚，来控制工作面端头大面积悬露顶板，有效地解决了回采工作面端头支护问题，基本形式如图4所示。

图4 工作面端头支护

4、生产工艺选择
根据XX煤矿工作面的实际情况，采用走向长壁后退式采煤法，全部跨落法管理顶板，放炮落煤。采用DZ18—30/100型外注式单体液压支柱与HDJA-1000型金属铰接顶梁配合控制顶板，支架布置形式为齐梁齐柱，“三、四”排管理，最大控顶距4.2m，最小控顶距3.2m，放顶步距1.0m，作业方式为“三八”制，工作面端头采用四组八梁交错迈步前移维护顶板。见采矿方法图。

第三章 建设方案、地点、规模

依据贵州省国土资源厅颁发的采矿许可证，证号： ，矿区范围由 个拐点圈定（见下表）。面积约 km2。井田走向长约 m，倾向约 m。
拐点
X
Y
1

开采深度：+1150～+850m
设计生产能力6万t/a。可采煤层倾角15～20°，采用炮采工艺，倾斜长壁采煤法，采用木支柱支护采场，详见采矿方法图。该矿“六证”齐全，安全管理较强。因此，在该矿作为支护改造的一个试点矿井。故投资装备单体液压支柱配合铰接顶梁支护采场。

第四章 设备选型及主要技术经济指标

XX煤矿回采工作面选用DZ18—30/100型单体液压支柱配合铰接顶梁使用，乳化液泵站选用XRB2B80/200乳化泵，两泵一箱。
支柱参数：支柱的额定阻力300kN，最大支撑高度1800mm，最小支撑高度1110mm，伸缩行程690mm，额定工作液压38.2Mpa，初撑力118～157kN，泵站压力15～20Mpa，油缸直径100mm，底座面积109cm2，支柱有液时质量42.9kg，无液时36kg。
乳化液泵站技术参数：公称压力20Mpa，公称流量80L/min，电机功率37kw，转速1470r/min，外形尺寸1928×760×935mm(长×宽×高)，配套液箱型号XRXTA(B、C)，质量1200kg。

第五章 外部配套条件落实情况及原材料供应
第一节 外部配套条件落实情况

本矿为生产矿井，所需外部条件具备。
1、XX煤矿主采煤层原煤煤质特征表5—1—1
煤层
各项指标
水分
M（%）
灰分
Ad（%）
挥发分Vadf
（%）
全硫
Std（%）
发热量
(MJ/kg)
牌号
D
0.8～1.4
13.4～22.3
30.2～38.45
1.0～1.7
29.58
肥煤

2、交通条件
XX煤矿距326省道约1km，矿山有简易公路相通，交通较为方便。
3、水源、电源
本矿生活用水和生产用水可取致附件泉水及处理后的井下水。
矿井供电一回路引自草塘镇10kv变电所，另一回路引自 kv变电所。
第二节 煤炭运销和经济效益情况
矿井所生产的原煤主要销往遵义地区，本地水泥厂、磷厂或民用煤，市场前景好，效益可观。根据对市场的调查，原煤目前售价为：200元/吨（含税费）。
1、技术经济分析
（1）年销售收入：6万吨×200元/吨=1200万元；
（2）年生产成本：6万吨×115元/吨=690万元；
（3）年税费总额：6万吨×45元/吨=270万元；
（4）利润总额：1200－690-270=240万元。
2、评价
矿井井型6万吨/a，工期8个月，矿井达到设计产量时需追加投资57.21万元，吨煤投资9.54元。
矿井年销售收入1200万元，年利润总额240万元。投资回收期约3个月(不含建设期，使用单体支柱后每朋多生产300吨的利润)，综上所述，矿井建设工期短、经济、社会效益显著。

第六章 环境保护、安全生产、生产技术标准
第一节 环境保护
根据统计资料分析，采用炮采工艺单体液压支柱支护采场，万吨坑木消耗将降低80m3/万t左右，单体液压支柱一般可使用7～8年，以年产6万t计，可节约240m3坑木/年。

第二节 安全生产
一、支护
1、要及时支护，支柱必须严格按照作业规程规定的柱距、排距及迎山角度进行。
2、支柱时要随时注意附近行人的安全，严禁将注液枪口对准任何人员，升柱时不得将手放在顶梁边缘。
3、支柱时要严格执行“敲帮问顶”制度，遇有松动的浮煤、矸，要及时找掉摘除后，方可进行支护工作。
4、支柱不得打在浮煤、矸上，遇底板松软时要穿柱鞋，支柱必须立于实底，且迎山有劲，吃劲有力。
5、遇有特殊地质变化如断层、褶皱，顶板不平整等情况时，另补充专门措施。
6、工作面有拉咎或顶板有裂缝时，不得对准拉咎裂缝打支柱，必须沿拉咎或裂缝两端架设支架或打戴帽点柱。
7、支柱时必须保护好电缆及乳化管路，严禁将支柱支在这些线、管上。
8、遇有需改动的柱子，必须严格执行“先支后回”的原则。
9、支柱时，必须使绞接顶梁与顶板吻合，防止支柱偏心承载，倒柱伤人。
10、支柱时，要随时注意支设的单体柱的三用阀、柱筒有无漏液现象，一旦发现必须立即更换，以防止卸压倒柱发生事故，新投入的支柱要反复注液、卸压，以便将柱腔内的空气排空。
11、支柱时要两人配合作业，一人将支柱对号入座，支在实底或柱鞋上，并抓好支柱手把，扳动注液枪手把升柱（注液枪插入阀嘴前，应先用注液枪冲洗阀嘴），另一人查看顶板，扶好顶梁和水平销，防止水平销从顶梁卸口掉下伤人。柱子升紧前，要将顶梁调正，使之垂直于煤壁并刹好顶。
12、支柱时要将单体柱三用阀嘴朝向工作面下部，支柱不得打在两顶梁绞接处，支柱初撑力不得小于60kN。
13、注液枪用完后应挂在支柱手把上，禁止将注液枪抛在底板上或用注液枪砸三用阀，要防止注液枪的高压管缠绕打结或被煤矸埋住。
14、严禁使用漏液或失效的支柱，禁止用不正当手段处理漏液的三用阀。
15、支柱工用手抓扶支柱手把时，应手心向上，以防升柱过程中顶板掉下的小块煤、矸砸伤手背。
16、工作面备用单体必须打在切顶线处作全承压支护，且严禁出现单梁单柱现象。
17、在工作面顶板破碎、压力大的地段，要及时支打贴帮柱，贴帮柱的支设间距为1.2m（沿工作面的倾斜方向）。
二、回柱放顶
（1）回柱前必须仔细检查工作面的安全状况：煤层顶板是否稳定、压力是否有变化，周围支架是否完整可靠、退路是否安全畅通，如有隐患，必须先进行处理，然后才能进行回柱工作。
（2）回柱放顶按照从下往上的顺序进行，放顶步距1m，回柱放顶时，两人相互配合，一人回柱，一人观山，注意顶板压力情况及安全状况。遇顶板压力大，顶板破碎或悬顶面积大时，必须先加强周围支护后再回柱放顶。
（3）回柱放顶时，必须保证退路支护完好、安全畅通，且附近不得堆积任何杂物。
（4）工作面基本支护和特殊支护未得到完善时，必须先完善后方可进行回柱放顶工作。
（5）回柱放顶时如串矸严重，必须提前挂好挡矸帘。
（6）回柱放顶时如遇“死柱”，必须采用卧底的方法回出，不准用回柱绞车硬回，严禁用炮炸。
（7）支柱卸载时，必须使用卸载手把或专用工具，必须由小到大逐步卸载，待顶板稳定、支柱脱离顶梁后，方可快速卸载。
（8）回柱放顶前，严禁与回柱无关的任何人员停留在附近。回出的单体柱要补升到切顶线顶板上，并留出材料道，回出的顶梁要竖放在材料道内。
（9）回柱过程中，对支柱要轻放，严禁乱抛、碰砸，以免损坏。
（10）回柱放顶时，如遇顶板冒矸严重，回撤支柱、顶梁困难时，使用回柱器回撤。
（11）当工作面有两处以上在同时回柱时，两处间隔距离不得小于15m。
（12）当回柱放顶与工作面支护平行作业时，两工序间隔距离不得小于20m。
（13）如有材料、工具等掉入采空区，人员只能站在支护完好的地段用长柄工具将其拖出，严禁任何人员进入无支护区空顶作业。
（14）使用回柱绞车回收上下巷柱子时，必须先检查各部件是否完好，压、戗柱是否吃劲有力，信号是否准确灵敏，钢丝绳是否符合安全规定，否则不准使用绞车。
（15）回收上下巷棚子时，必须由里往外逐架进行。且必须与工作面切顶线保持一致。

3、特殊支护
（1）上下巷超前支护采用单体液压支柱配合绞接顶梁进行，靠工作面煤壁侧为20m，另一侧为10m，一梁一柱，支柱必须绞接，支柱时严禁打在顶梁绞接处。
（2）机头机尾采用四对八梁支护顶板，两巷的棚子也采用一组长钢梁交错迈步前移支护工作面一侧的棚梁端，支护两巷的长钢梁组内间距200mm，与工作面第一组大梁间距不大于500mm，四组八梁组内间距200mm，组间距600mm，每棵大梁下的支柱不得少于3棵，初次放顶时，组间距调整为500mm。
（3）移大梁时要有足够的人力配合，并设专人观山，升柱时，要提醒托梁人员，谨防夹手、碰头。
（4）初次放顶期间，采用戗棚加强切顶线处的支护强度，初次放顶结束后，则采用戗柱加强切顶线处的支护。
二、安全注意事项
1、所有施工人员，包括初次放顶跟班人员，都必须认真贯彻学习该作业规程及初次放顶措施。传达、学习、签字方可入井工作。
2、入井前，穿好工作服，戴好安全帽，领灯时，要仔细检查所领矿灯的亮度和完好情况，禁止携带烟火和可燃物下井，不允许喝酒和穿化纤衣服下井。
3、在下班途中，注意沿途安全，在轨道上山必须严格执行“行车不行人、行人不行车”制度。严禁蹬车。
4、进入施工地段，带班人员要对工作面进行全面检查，条件差的地段，要安排有经验的老工人，并对该地段的质量等管理负责。
5、打眼时，必须保证煤电钻综合保护灵敏可靠。严禁甩掉煤电钻综合保护作业。
6、放炮期间必须严格按照“一炮三检查”执行，把人员撤到安全地点。并做好警界，执行好“三人连锁放炮制度”。
7、放炮结束后，要及时打柱支护，打柱必须按技术要求架设。
8、支柱不允许打在浮煤浮矸上，要注意顶板，找掉悬浮矸石。
9、支柱时，上下段要看好，柱子要打成一条线，两人相互配合作业，一个将柱对号入座，支柱升柱，一人扶梁。
10、回柱放顶前，必须详细检查工作点的安全情况，看好退路，并确保退路畅通，加固支架。
11、回柱放顶必须从下往上、从里往外的顺序进行，一个回柱，一人观山。当压力大时，要先加固放顶地段支柱，然后再回柱放顶。
12、回下的支柱，要堆码好，坏的要及时回收上井进行检修。
13、当回柱后，顶板不垮落，采取强制放顶时，打眼人员站在支护完好地点进行，对悬浮矸石找掉，然后再进行打眼工作。
14、打眼退钎，要紧握钻杆，以防钻杆滑落伤人，打眼工打眼时禁戴手套作业。
15、如放炮后顶板不垮落，或垮落效果不好，可进行第二次放顶，方法同第一次一样。
16、回柱放顶前如窜矸严重，要设挡矸帘，挡矸帘用竹笆或背板，挡矸帘设在第四排，回柱放顶时，禁止与放顶无关的人员在放顶区段逗留。
17、如有材料掉入老塘，要用长柄工具钩出，禁止人员进入无支护区作业。
第三节 采面生产技术标准
1、工作面必须做到“三直、一平、两畅通”，即刮板运输机直、煤壁直、支柱直、顶梁平，上、下安全出口畅通。并做到金属支柱编号管理，支架顶梁垂直于煤壁，单体柱必须迎山有劲，迎山角3～4°。
2、工作面顶板压力大，比较破碎时，应沿煤壁支设临时柱，间距1.2m。
3、工作面初采时，但采空区悬顶面积过大，超过2（走向）×5（倾向）=10m2，必须采取人工打眼（挑顶眼），眼深1.2m，眼距1.0m，沿工作面倾向，倾角60～70°，眼底偏向采空区一侧，每眼装药300g，眼孔剩余部分用水炮泥和黄泥充填严实到眼口，强制放顶。
4、但工作面顶板松软，支柱钻底严重时，支柱必须穿鞋，规格为1600×200×70mm（长×宽×厚）大木板。
5、初次放顶期间，工作面放顶的支柱，戗棚梁为140～160mm，长2.0m的新圆木，一梁三柱作连锁戗棚支撑，戗柱支打在第三排处，支打戗柱的柱腿斜打在第二排支柱的柱腿处。
6、支柱初撑力不小于60kN，泵站压力不小于15Mpa，乳化液配比浓度为0.5～1.0%。
7、工作面备用柱必须全部打在切顶线处作全承压支护。

第七章 建设工期和进度安排

XX煤矿回采工作面支护改革项目计划2007年10月开始采购支护改革所需的各类装备。同时安排有关人员到相关单位学习。2008年1月至6月安装调试，7月至12月联合试运转，预计耗时半年。

第八章 组织机构及项目实施管理
项目由XX县草塘镇XX煤矿负责组织和实施，XX县煤炭局负责管理。

第九章 项目承担单位及协作单位概况
项目承担单位为XX县草塘镇XX煤矿。协作单位为 。

第十章 技术经济分析与评价
第一节 投资估算及资金筹措
一、投资估算
1、估算原则及依据
原则上执行煤炭现行造价标准和现行价格，根据有关文件规定，按照矿井支护可行性研究设计内容、主要工程量和设备数量进行估算。
设备及工器具购置估算费用为50.21万元，安装工程按设备费用估算为7.0万元，总计为57.21万元。
表10-1-1 设备及工器具费用估算
设备名称
型号规格
单位
数量
单价（元）
总价（万元）
单体液压支柱
DZ18
根
400
700
28
铰接顶梁
HDJA-1000
根
400
200
8.0
乳化液泵站
XRB2
台
2
35000
7.0
主高压管路
1′
M
260
45
1.17
高压管枪管
4〃
根
12
120
0.24
液压注液枪

把
10
50
0.05
磁力启动开关
QC83-80
台
2
2500
0.5
馈电开关
DW80-100
台
1
2500
0.25
安装费

7.0
其它

5.0
设备投资合计

57.21
二、投资方式
XX煤矿现D104采煤工作面支护改革需投资57.21万元。除申请省专项补助和XX县政府补助部分外，其余由企业自筹解决。
三、建设项目分析说明及综合技术经济评价
通过以上对项目的技术经济分析，各项技术经济评价指标较理想，投资效益较好，项目的抗风险能力较强。
本项目的实施，无论对企业还是对投资商均具有较好的经济效益，投资效果良好。同时本项目的实施，有利于促进煤矿安全的发展、解决煤矿顶板管理，社会效益亦十分明显。因此，研究评价认为，该建设项目的建设在经济上是完全可行的。
顺序
名称
单位
指标
备注
1
矿井生产能力
万吨/a
9

2
矿井服务年限
a
7

3
煤版号

肥煤