2012质量标准化建设实施方案

1、 青坪煤矿2012年质量标准化创评实施方案一、工作目标1、认真贯彻执行“发展煤炭工业的各项方针政策、推广应用井工开采行之有效的技术和经验，做到开采正规、生产集中、系统完善、环节畅通，贯彻多掘煤巷，少掘岩巷的原则，尽量减少工程量。2、贯彻执行“煤矿安全规程”、“煤矿安全生产基本条件规定”、“煤矿安全装备的基本要求”，实现矿井安全监测监控系统化、自动化，提高矿井综合抗灾能力，保证安全生产；3、认真贯彻执行环境保护法、劳动法，做到环境治理、工业安全卫生措施与主体工程同时设计、同时施工、同时投入使用。4、为减轻投资压力，改革劳动用工制度，简化行政、生活福利建筑。二、煤矿基本情况（一）交通位置青坪煤矿位

2、于大河煤矿区硐山勘探区东部，行政区划隶属富源县大河镇青龙河村委会管辖。矿区位于富源县城140方向，平距约14km，矿区公路至富源县城约32km，富源县至曲靖市区约64km。富源-兴义的二级公路从矿区西部大河镇经过，矿区至富兴公路里程约9km，矿区至沾益-柏果铁路支线富源站约31km，大河至恩乐的乡村公路穿过矿区，矿区内交通较便利。青坪煤矿交通位置图见图1。（二）矿井范围根据云南省国土资源厅2009年8月换发的青坪煤矿采矿许可证(证号：C)，核定井田范围由13个拐点坐标圈定。井田北以F3断层及其延长线为界与福田煤矿相邻，东以F2断层为界与大水昝煤矿相邻，西以青龙河为界，南以煤层露头为界。井田南北

3、长约0.96km，东西宽约1.0km，面积为0.9596km2，开采控制标高为+1820+1300m。青坪煤矿井田范围拐点坐标见表1。表1 青坪煤矿井田范围拐点坐标表拐点XY拐点XY矿1.00.00矿8.00.00矿2.00.00矿9.00.00矿3.00.00矿10.00.00矿4.00.00矿11.00.00矿5.00.00矿12.00.00矿6.00.00矿13.00.00矿7.00.00开采深度：+1820+1300m，矿区面积：0.9596km2（三）开采煤层及储量1、开采煤层层数青坪煤矿井田含煤地层为二叠系上统长兴组(P2c)和龙潭组(P2l)，主采煤层层数为5层，分别为长兴组(P

4、2c)的M4+1、M5煤层，龙潭组(P2l)的M7、M13、M15煤层。2、矿井地质资源/储量根据云南省富源县大河镇青坪煤矿生产地质勘探报告提交并经云南省国土资源厅评审通过的截止2007年5月矿权范围内保有资源/储量(331+332+333)为630万t，其中，F1断层以西保有资源/储量为354.0万t，以东保有资源/储量为276.0万t；根据前青坪煤矿前业主提供的采掘资料与恒鼎公司接收该煤矿后的采掘情况，2007年5月至今煤矿消耗煤层331类资源/储量约20.0万t，扣除消耗，青坪煤矿目前尚保有资源/储量为610.0万t。3、矿井工业储量矿井工业资源/储量=331+332+333K，式中K为

5、可信度系数取0.8，本矿井工业资源/储量为616.6万t，其中F1断层以西工业资源/储量为344.8万t，以东工业资源/储量为271.80万t。4、矿井设计资源/储量工业资源/储量减去设计计算的断层、井田境界、地面建筑物及构筑物需要留设的永久性保护煤柱损失量后的资源/储量。永久性保护煤柱煤量为126.97万t，其中断层煤柱煤量为20.89万t，井田境界煤量为64.72万t，村庄煤柱煤量为42.89万t。矿井设计资源/储量为489.63万t。5、设计可采资源/储量矿井设计资源/储量减去矿井工业场地及井筒、+1650m水平大巷需要留保护煤柱煤量后乘煤层采区回采率的资源/储量。M4+1煤层为薄煤层，

6、采区回采率取85%；M5、M7、M13、M15煤层为中厚煤层，采区回采率取80%。保护煤柱量为58.04万t，开采损失量为83.19万t。矿井设计可采资源/储量为348.10万t，其中现生产采区M7煤层设计可采资源/储量为17.95万t，一、二采区设计可采资源/储量为330.45万t。（四）矿井设计生产能力及核定能力青坪煤矿于1994年批准建设，1995年6月建成投产，设计生产能力为3.0万t/a。1999年进行了6.0万t/a的扩建设计，并取得了云南省国土资源厅颁发的生产规模为6.0万t/a的采矿许可证；2009年进行了15万t/a的扩建设计，并取得了云南省国土资源厅颁发的生产规模为15万t

7、/a的采矿许可证。青坪煤矿2006年核定生产能力为4.0万t/a；2008年核定生产能力为9.0万t/a。（五）矿井建设情况1、改扩建情况青坪煤矿改扩建工程始于2009年7月12日，根据设计要求矿井采用顶板穿层斜井单水平开拓，水平标高为+1650m。改造现有西翼矸石斜井为主斜井，主斜井为皮带运输，负担整个矿井生产时期原煤的提升；在主斜井北侧、平行于主斜井相距30m新开凿副斜井，掘至+1650m标高落平，落平后布置副斜井井底车场与主斜井的环行车场相连，+1650m水平泵房及变电所、主、副水仓宜布置副斜井北侧。副斜井倾角为24.5、至+1650m标高在M5煤层底板中落平，通过+1650m水平环行车

8、场与一采区上山联系。副斜井负担全矿矸石、材料和设备的提升或下放，矿井人员上下井的运输。整个矿井以F1断层为界划分二个采区开采。矿井采用分区式通风系统，整个矿井布置三条回风井筒，其中：西翼一号回风斜井(初期)为一采区M4+1、M5煤层服务，西翼二号回风斜井(后期)为一采区M7、M13、M15煤层服务，东翼回风斜井为二采区服务。采煤工作面按炮采工作面装备，新增采面选用悬移顶梁液压支架支护顶板，以提高工作面安全程度，矿井达产时分别在两个采区M4+1煤层各布置一个走向长壁炮采工作面生产。矿井由6.0万t/a扩建为15.0万t/a达产时，改造现有采区生产系统，并在F1断层以东的二采区增加一个M4+1煤层

9、炮采工作面生产。矿井扩建移交达产时新增井巷总工程量5990m，其中岩巷2196m，煤及半煤岩巷3794m，全矿井煤及半煤岩巷占总工程量的63%。采区巷道布置根据煤层层间距设计采用走向长壁分组联合布置方式，布置区段石门联系上下煤层，M4+1、M5为上组煤层，M7、M13、M15为下组煤层。我矿新建井巷工程量总计7590m。至今累计完成井巷工程量5194.9米，完成率为68.4%,其中2011年完成井巷工程量2030米；我矿土建工程总计6112.97m3，至今累计完成5132.47m3，完成率为83.96%；矿井主要设备均未开始安装，包括主井皮带（1台）、架空乘人装置（RJY，22kW，1台）、东

10、翼风井通风机型号（FBCZ-4-13B，90kW，2台）、排水设备（MD46-504，45kW，3台）、空气压缩设备（GA110型螺杆式，110kw, 2台）、地面变电所、监控系统及人员定位系统等。2、影响工程进度的主要因素（1）由于我矿在技改初期进行股权转让，没有按期开工建设，开工推迟了四月；（2）原委托的施工单位因内部管理不善，施工进度达不到合同要求，我矿不得不在2010年4月解除与施工单位建设合同，重新组织施工进行建设；（3）我矿组织建设期间，由于管理人员和职工队伍不稳定，操作技能不足，导致工程进度缓慢，达不到工预期工程进度过要求；（4）在施工组织期间，尽管我矿做了大量的地质资料补充完善

11、工作，由于矿井地质赋存复杂，采空、老窑积水等不确定因素太多，造成施工进度缓慢。（5）我矿扩建初步设计经昆明煤炭设计部修改后，增加了副斜井等工程量。经富源煤炭工业局核实后批准延期建设工期为18个月，在2012年8月20日之前建成并达到验收条件。(6) 2011年大约停产将近3个多月，造成工作无法开展。3、2012年计划完成的改扩建井巷工程、设备安装及土建工程。2012年我矿计划掘进的改扩建井巷工程：二采区回风上山（设计长度500米，工作量400万元，支护方式为锚网喷，破碎段采用U型棚，巷道断面为8.8 m2），二采区运输上山（设计长度500米，工作量400万元，支护方式为锚网喷，破碎段采用U型棚

12、，巷道断面为8.8 m2），主排水硐室（设计长度25米，工作量25万元，支护方式砌碹，巷道断面为13.2m2），中央变电所（设计长度60米，工作量72万元，支护方式砌碹，巷道断面为15.7m2），二采区1650运输石门（设计长度260米，工作量260万元，支护方式为锚网喷，破碎段采用U型棚，巷道断面为14m2），二采区1650下部车场（设计长度60米，工作量60万元，支护方式为锚网喷，破碎段采用U型棚，巷道断面为14m2）。合计工程量为1405米，合计工作量为1217万元。2012年我矿计划完成的设备安装工程：瓦斯抽放系统（型号为2BEI-420 型，4台，工作量160万元）；干式变电器（型号

13、为KBSG-500/315/200KVA，5台，工作量为50万元）；高压防爆开关（型号为BGP45-50各型，11台，工作量为33万元）；低压防爆开关（型号KBE-400各型，25台，工作量为12.5万元）；斜井乘人装置（1套，工作量为200万元）。合计工作量为468万元。井巷工程、设备安装工程及土建工程总工作量为1685万元。（六）组织机构青坪煤矿六证齐全，组织机构健全，具体情况如下：法人代表： 陈文茂矿 长： 尹慎明安全矿长： 廖红川生产矿长： 胡守雄总工程师： 胡 军机电矿长： 柴金贤此外，矿上拥有工程技术人员9名（其中采掘技术员三名，通风技术员一名，地测技术员二名，机电技术员一名，防突

14、技术员二名）；安全员、瓦检员、放炮员、绞车司机、电钳工等特殊工种人员配备齐全且均持证上岗。（七）开采技术条件1、煤层赋存情况本井田含煤地层为二叠系上统长兴组(P2c)和龙潭组(P2l)。长兴组(P2c)含全区可采及局部可采的煤层有7层，自上而下编号为M2、M3、M4、M4+1、M5、M5+1、M6，煤层总厚3.417.55m，平均厚5.15m；全区可采煤层为M4+1、M5煤层，可采煤层总厚2.293.15m，平均为2.72m。龙潭组(P2l)含全区可采及局部可采煤层有6层，编号为M7、M9、M10、M11、M13、M15，煤层厚度为6.2511.85m，平均为8.66m；全区可采煤层为M7、M

15、13、M15煤层，可采煤层总厚4.757.71m，平均6.36m；全矿煤层倾角为1535，其中一采区煤层倾角约为25 30 ，二采区煤层倾角约为16 ，一采区煤层走向195215，煤层倾向321329，二采区煤层走向98105，煤层倾向278285；主采煤层均为稳定型煤层，顶、底板多为粉砂质泥岩、泥岩、泥质粉砂岩。矿区范围内主采煤层特征详见表2。 表2 青坪煤矿主要可采煤层特征表煤层编号厚度极值平均值(m)层间距极值平均值(m)煤层结构顶底板岩性煤层稳定性煤层可采性可靠程度视密度t/m3夹矸层数夹矸厚度(m)顶板底板M4+11.08-1.541.224.0-12.086.0210.03粉砂岩及

16、泥质粉沙岩粉砂岩及泥质粉沙岩较稳定全区可采可靠1.40M51.21-1.611.5010.10粉沙岩泥岩较稳定全区可采可靠1.4032.56-67.9349.85M71.97-2.602.2701泥岩及泥质粉砂岩泥质粉砂岩稳定全区可采可靠1.3013.54-56.5537.60M131.96-3.112.5210.05粉砂岩、细砂岩粉砂岩、细砂岩稳定全区可采可靠1.355.62-20.3012.63M150.82-2.001.5710.04细砂岩、粉砂岩细砂岩、粉砂岩稳定全区可采可靠1.352、煤层顶底板条件M4+1煤层：位于长兴组(P2c)中部，以中厚煤层为主，一般厚度为1.081.54m，

17、平均厚度1.22m，呈粉状及块状半亮型煤，偶含1层夹矸，一般结构为0.220.97m，夹矸为灰色高岭石泥岩。顶底板为粉砂质泥岩、泥岩、泥质粉砂岩，矿区内钻孔及巷道工程揭露的所有工程点均可采。煤层层位较稳定、厚度、煤质变化不大，属全区可采的稳定型煤层。M5煤层：位于长兴组(P2c)中下部，距M4+1煤层底板4.0012.08m，平均6.02m，煤层厚度1.211.61m，平均煤厚为1.50m，结构属单一-简单，一般结构为0.980.42m，夹矸为泥岩，粉状及块状半亮-光亮型煤，矿区内钻孔及巷道工程揭露的所有点均可采。煤层层位稳定、厚度变化不大，属全区可采的稳定型煤层。M7煤层：位于龙潭组第二段(

18、P2l2)顶部，距M5煤层底板32.5667.93m，平均49.85m，煤层厚度1.972.60m，平均2.27m，为粉状半亮-半暗型、结构单一-简单的中厚煤层，中下部偶含一层棕灰色细晶高岭石泥岩夹矸，顶底板为泥岩、泥质粉砂岩，矿区内钻孔及巷道工程的所有工程点均可采。煤层层位、厚度较稳定，属全区可采的稳定型煤层。M13煤层：位于龙潭组二段(P2l2)中下部，距M7煤层底板13.5456.55m，平均37.6m，煤层厚1.963.11m，平均2.52m，为块状半亮-光亮型、结构简单-单一的中厚煤层，偶见煤层结构为0.392.08m，夹矸为棕灰色粗晶高岭石粘土岩。煤层顶底板常粉砂岩、细砂岩。矿区内

19、钻孔及巷道工程揭露的所有工程点均可采。煤层层位较稳定，厚度、煤质稳定，属全区可采的稳定型煤层。M15煤层：位于龙潭组第二段(P2l2)底部，距M13煤层底板5.6220.30m，平均12.63m，煤层厚度0.822.00m，平均1.57m，以块状半亮型煤为主、夹镜煤条带，结构属简单-单一中厚煤层，煤层结构为0.670.86m，夹矸为棕灰色粗晶高岭石粘土岩。顶板为粉砂岩、泥质粉砂岩夹少量菱铁岩，岩层坚硬。底部由0.4-0.5米泥岩或粉砂质泥岩构成直接底板。属全区可采的稳定型煤层。矿区内钻孔及巷道工程揭露的所有工程点均可采。层位稳定，但煤厚、煤质变化较大，属全区可采的稳定型煤层。3、瓦斯根据于20

20、10年度云南省煤矿矿井瓦斯等级鉴定：青坪煤矿最大相对瓦斯涌出量为56.30m3/t，最大绝对瓦斯涌出量为16.90m3/min，最大相对二氧化碳涌出量为14.62m3/t，最大绝对二氧化碳涌出量为4.60m3/min，本矿区矿井瓦斯等级应划分为高瓦斯矿井。4、煤尘爆炸危险性硐山勘查区普查及一矿段详查时采集各主要可采煤层煤尘爆炸试验样进行测试，测试结果是煤尘爆炸性指数均大于29%，最高达51.98%，其测试结果表明从理论数值上各煤层煤尘均已大于煤尘爆炸无危险值的上限，本次勘探引用了云南省富源县大河煤矿区硐山勘探区一矿段详查地质报告中的煤尘爆炸性试验资料。测试结果见表3。表3 硐山勘探区普查主要煤

21、层煤尘爆炸性指数计算结果表 工程号煤尘爆炸性指数（%）M4+1M5M7M13M15100138.6936.3736.9331.4531.21100239.5037.6134.0533.56120135.7537.4737.7933.65120238.1242.1138.7235.212952140136.2438.7835.0135.3929.65160136.3232.9031.90本次工作收集了该矿于2005年委托江西煤矿矿用安全产品检验中心鉴定提交的煤尘爆炸性鉴定报告，其鉴定结果见表4，依据MT78-84煤尘爆炸性鉴定方法进行煤尘爆炸性鉴定，经鉴定二层煤层火焰长度(mm)分别为240 m

22、m、300 mm，均大于有爆炸危险的上限，说明本矿区内煤层有煤尘爆炸危险。这同云南省富源县大河煤矿区硐山勘探区一矿段详查地质报告结论是一致的。表4 煤尘爆炸性鉴定报告表 煤层编号水份Mad(%)灰份Aad(%)挥发份Vdaf(%)火焰长度(mm)抑制煤尘爆炸最低岩粉量(%)M70.8411.9028.2530075M130.9013.2526.23240655、煤的自燃倾向性本次工作收集了该矿于2005年委托江西煤矿矿用安全产品检验中心鉴定提交的煤层自燃倾向性鉴定报告，其鉴定结果见表5，化验结果为本区煤层为较易自燃煤层，但根据邻近矿区的勘探资料、煤层露头和周围小煤窑生产和露天堆储情况，从未发现

23、过煤层自燃现象，说明该区煤层属于不易自燃的煤层或自燃发火期较长的煤层。应属于在短期内不易自燃的煤层，但对主要巷道应采取封闭措施，防止煤层的氧化自燃。表5 煤层自燃倾向性鉴定表 煤层编号水份Mad(%)灰份Aad(%)挥发份Vdaf(%)全硫St,ad(%)真密度dTRD(g/cm3)吸氧量(ml/g.干煤)M70.8411.9028.250.121.390.70M130.9013.2526.230.091.430.666、地温及冲击地压据硐山勘查区普查钻孔地温测量，变温带深度为250300m，恒温带深度为300350m，地温在17.7-31.6之间，属正常地温；地温梯度0.3-0.5/100m

24、之间，在正常梯度1.5-3.0/100m的范围内，未发现地温异常现象。矿井内在正常通风条件下，气温在 26.0 以内，属正常地温。相邻矿区在深部亦没有出现地温异常现象，地温梯度均在1.0/100 m2.4/100 m之间，故矿区地温属正常，不存在热害，但在大断裂附近可能会出现地温异常点，在将来的开采过程中应加强测温工作，做好热害预防措施。本矿无冲击地压危害。 （八）开拓开采1、开采：现有生产系统目前正在开采21156工作面。据目前井下实际现状，在现有生产系统范围内再计划准备二个回采工作面即： 回采工作面、21136回采工作面，二个回采工作面采煤方法均为走向长壁后退式开采，开采工艺均为放炮落煤。

25、（1）21156回采工作面作为21154工作面的接替面，位于暗斜井井筒东北部+1500+11550m标高段，由于受沿煤层倾向方向较大断层影响（正开采M7煤图上标注有两条断层，据调查旧业主在布置工作面已经揭露，但断层产状要素及性质不明），故设计运输顺槽长100m、回风顺槽长100m、倾向长80m；保安煤柱（停采线）15m，可采储量为1.2万吨，可采期为2个月；倾角280、煤厚1.4m。（2）回采工作面为21156工作面的接替面，由于考虑机巷受到断层的影响较大，故不再掘进，运输顺槽长400m、回风顺槽长400m、倾向长95m；保安煤柱（停采线）15m，由于受工作面已揭露的断层影响，可采储量为8万吨

26、，可采期为10个月；倾角260、煤厚2.2m。（3）21136工作面与工作面同时开采，石门车场120m、运输顺槽150m、回风顺槽150m、倾向长95m，可采储量1.8万吨，可采期为6个月；倾角280、煤厚2.1m。2、掘进：目前我矿工作面运输巷与回风巷在交替掘进（一个头掘进，另一个头抽放瓦斯），回采工作面掘进巷道总长度为1100m，掘进煤量为7825t；21136回采工作面掘进巷道总长度为415m，掘进煤量为3350t；其它（巷修、联络巷煤量）约900t；合计12075t。根据目前矿井通风能力及运输能力，矿井生产衔接计划为回采工作面回采巷道掘进21156回采工作面回采（回采面掘进）回采面回采

27、（21136回采工作面掘进）21136回采面与回采面同时开采。3、新井开拓状况及方案青坪煤矿为扩建矿井，新建井筒均采用斜井开拓，由于涉农问题及外包队工程进度问题严重制约着扩建项目建设，我矿新建井巷工程量总计7590m。至今累计完成井巷工程量5194.9米，完成率为68.4%,其中2011年完成井巷工程量2030米。目前我矿已改造现西翼排矸斜井作为新系统的主斜井，系统形成后安装胶带机及行人架空装置负担矿井的原煤提升、人员上下井及进风，该斜井以303的方位角，25.7的倾角已掘至+1615m标高，在+1650m标高出岔布置联络巷与+1650m水平井底车场相连，在+1650m水平井底车场中布置井底煤

28、仓与主斜井连通，井底煤仓按30m垂高设置。矿井原煤由井下经主斜井、转载站用胶带直接运至矿井已建的配套选煤厂洗选，矸石经副斜井、储矸场由汽车运至现有洗煤厂配套的排矸场。在主斜井井筒+1650m标高处出岔已掘+1650m水平甩车场及主石门且前穿揭M16煤，揭煤层后沿M16煤层底板正在掘+1650水平大巷。系统形成后矿井划分为一个水平，即+1650m水平，上下山开采，+1650m水平大巷沿M15煤层布置，以F1断层为界划分采区。F1断层以西为一采区，F1断层以东为二采区，一采区为双翼采区，二采区为单翼采区。采用分区式通风，已改造原河边风井为西翼一号回风斜井负担一采区所有煤层回风，且已改造原东翼排矸斜

29、井为东翼回风井负担二采区所有煤层回风。2）开采水平青坪煤矿矿权范围内共有5层主采煤层，F1断层以西保有资源/储量赋存标高约为+1780+1420m，垂高360m；F1断层以东保有资源/储量赋存标高约为+1820+1580m，垂高240m。F1断层上下盘及各主采煤层保有资源/储量赋存标高差异大，考虑将整个井田划分为一个水平上下山开采。根据开拓条件将水平标高拟定为+1650m。二采区M4+1、M5煤层资源量赋存于+1580m标高以上，主斜井约在+1645m标高揭M5煤层，水平标高若确定为+1650m标高，可减少初期石门揭M4+1、M5煤层的岩石工程量；主斜井+1650m井底车场位于M5煤层底板，围

30、岩岩性较好，在此段施工、支护大断面的井底车场较容易，固将二采区开采水平标高确定为+1650m。上山最大垂高170m，下山最大垂高230m，采区运输配备常规设备就能满足上下山运输距离和运输时间要求。巷道过采空区及软弱岩层时，巷道采用锚喷、锚网等柔性支护方式。3）采区划分及开采顺序井田中部的F1断层沿煤层倾向将井田分割为两部分，断层以西煤层走向长为约0.80km，F1断层以东煤层走向长约0.500.60m。根据保有资源/储量分布，把F1断层以西划分为一采区，以东为二采区。一采区为双翼采区、二采区为单翼采区。采区内主采煤层分组联合布置上、下山，一采区上山开采M4+1、M5、M7煤层，下山开采M7、M

31、13、M15煤层，二采区上组上山开采M4+1、M5、M7煤层，下组上山开采M13、M15煤层。考虑先开采水平上山、后开采下山。采区内煤层开采顺序为先采M4+1煤层，最后采M15煤层的下行式开采顺序；同煤层的不同区段间先开采标高高的区段后采标高低的区段，首采工作面开采一采区M4+1煤层+1780+1737m区段（若M4+1煤层不可采，首采面则布置在M5煤层+1780+1737m区段），二采区M4+1煤层+1820+1789m区段。4）首采面位置选择及采区生产能力现老系统生产采区位于+1650m水平以下，单翼开采暗斜井东翼的M7、M13、M15煤层。根据青坪煤矿总体设计方案，F1断层以西为一采区，

32、考虑达产时在一采区+1650m水平以上布置上山采区开采M4+1、M5煤层接替原生产采区；布置F1断层以东的二采区生产，新增9.0万t/a能力。一采区M4+1、M5煤层设计可采资源储量为57.06万t，按9.0万t/a开采服务年限约为4.6a；二采区M4+1、M5煤层设计可采资源储量为64.25万t，按9.0万t/a开采服务年限约为5.1a。矿井初期一、二采区同时生产。5）2012年新掘主要巷道副斜井：为新掘串车提升斜井，负担矿井矸石的提升，材料、设备的下放，并兼做矿井进风井。井口标高为+1730.50m，垂高80.5m，井筒倾角26，设计为锚喷直墙半圆拱断面，断面净宽3.80m，净高3.40m

33、，净断面积11.37m2。井筒内铺设600mm轨距、22kg/m钢轨、单道，钢筋砼轨枕。井筒内铺设排水管道、消防洒水管道、压风管道、通信电缆。井筒内设两套跑车防护装置，设有人行台阶、扶手及排水沟。表土段采用料石砌碹，基岩段采用锚喷支护：采用树脂金属锚杆，喷砼厚度均为100mm，必要时加钢筋网。在井筒改造施工过程中可根据井筒围岩稳定程度调整支护方式。井底车场硐室：在+1650m运输石门一侧、平行于石门布置主变电所、主排水泵房及主、副水仓等硐室。井下设消防材料库，在+1650m运输石门中设置，采用车辆不进入的加宽式，长20m，存放井下消防材料和工具。矿井正常涌水量为26.3m3/h；矿井最大涌水量

34、43.8m3/h，水仓容量按正常涌水量8小时容量计算，即210.4m3，设计水仓净断面3.6m2，按有效容积85%估算水仓长度不低于68.8m。设计水仓有效长度按90m设置，水仓入口及通道按照30m设置，水泵房利用+1650西石门进行布置。（具体根据青坪煤矿水仓、变电所施工设计进行布置）。二采区+1650运输石门：目前正在掘进的+1650东大巷揭露F1大断层后再施工60m后按照355 的方位，+3坡度施工二采区+1650运输石门，直到揭露M4+1煤层，断面及支护方式与+1650东大巷一致。6）运输方式的选择本矿井采用斜井开拓，主斜井为胶带提升、副斜井为串车提升，矿井达产时需一、二采区同时生产，

35、采面分散，且一采区上山位于+1650石门附近、距井底煤仓运输距离约200m，二采区从采区下部车场经采区石门、+1650m水平运输大巷至主斜井井底车场运输距离约850m。则考虑大巷采用机轨合一布置方式、辅助运输采用电机车牵引矿车的轨道运输方式，轨型为22kg/m，轨距为600mm，坡度为3。本矿井为高瓦斯矿井，选用CDXT-2.5型防爆蓄电池机车。7）采区巷道布置本矿井采用顶板穿层斜井单水平开拓，水平标高为+1650m，井田被F1断层划分为两部分，因断层两侧煤层产状差异大，以断层为界将井田划分为两个采区，一采区主采煤层平均倾角约2530，二采区主采煤层平均倾角约16，M4+1煤层为薄煤层，其余煤

36、层均为中厚煤层。矿井主采的M4+1、M5煤层间距约6m，M13、M15煤层间距约13m，M7煤上距M4+1煤约50m，下距M13煤约38m。采区上、下山设计采用分组联合布置方式，区段石门联系上下煤层。M4+1、M5煤为上组联合布置，M7煤单层布置，M13、M15煤为下组联合布置。上山联合布置的煤层中，沿下层煤布置轨道上山、溜煤行人上山，沿上煤层布置回风上山。按区段长度在轨道上山适当位置出岔掘区段甩车场及石门联系上、下煤层。沿煤层布置采煤工作面运输巷、回风巷至采区边界，采煤工作面开切眼沟通运输巷和回风巷，形成壁式工作面。采面运输巷铺设刮板输送机运煤；采面轨道巷、回风巷铺设轨道采用人力推车运送采面

37、所需材料、设备；采区轨道上山采用单滚筒防爆绞车串车提升。矿井投产时一、二采区同时生产，各采区巷道布置及主要设备选型如下：A、一采区巷道布置一采区布置上山开采+1780+1650m标高间的M4+1、M5煤层。从各煤层保有储量来看，M5煤以下+1655m标高以上煤层全部已开采完毕。上距M5煤最近的主采煤层为M7煤，M7煤层平均采高2.10m，按上行开采顺序先开采M7煤，且不破坏M5煤，要求最小层间距约为10m，M5煤下距M7煤层间距约3368m，平均50m； M4+1、M5煤层处于M7煤开采后形成的弯曲下沉带内，且煤矿生产巷道实际揭露该区域的M4+1、M5煤均未被破坏，但M4+1、M5煤受地质构造

38、的影响极不稳定，需根据探巷的情况决定首采面。一采区煤层倾角为2530，属倾斜、薄-中厚煤层，设计为生产采区的接替采区，移交生产时联合布置上山开采M4+1、M5煤层。主、副斜井为穿层反斜井，副斜井在+1650m标高落平后布置井底车场、平行于副斜井井筒15m掘+1650m水平主石门，石门后穿底板揭M5、M4+1煤层，揭煤后沿煤布置绕道及采区+1650m中部甩车场，沿M5煤层布置轨道上山、沿M4+1煤层布置回风上山，上山间距15m，轨道上山掘至+1740m标高落平，落平后布置采区上部平车场、绞车房及通道；回风上山掘至+1780m标高落平，落平后沿M5煤布置+1780m采区回风巷至采空区边界。西翼一号

39、回风斜井以23倾角已掘至+1780m标高落平，新掘+1780m采区回风石门沟通回风斜井与+1780m采区回风巷。采区内根据区段斜长沿煤层倾向划分为二个区段开采，一区段+1736+1691m，二区段+1691+1650m。上山与区段平巷之间用区段石门联系，轨道上山中部车场采用甩车场布置形式。沿煤层走向布置工作面运输巷及回风巷至采区边界，工作面开切眼沟通运输巷和回风巷，形成壁式工作面。轨道上山负担煤炭、矸石、材料及设备的提升，煤矿原暗斜井提升设备功率为45kW的JTB-1.00.8型防爆单筒提升绞车。经核算一采区绞车可使用该设备。B、二采区巷道布置二采区煤层倾角变缓为16左右，煤层厚度及层间距变化

40、不大，属缓倾斜、薄-中厚煤层。二采区设计为矿井扩大规模后新增加的生产采区，移交生产时联合布置上山开采M4+1、M5煤层。+1650m水平运输大巷向东翼掘约240m后揭F1断层，石门过断层后，在断层保护煤柱范围外布置二采区+1650m轨道石门前穿约170m至井田边界，在井田边界保护煤柱范围外布置绕道及采区下部平车场。以25倾角在M5煤断层保护煤柱内掘穿层采区轨道上山至+1710m标高见M5煤，揭煤后沿煤层布置轨道上山至+1820m标高落平，落平后布置采区上部平车场、绞车房及通道。以绕道为起点以25倾角掘运煤上山，以40倾角掘回风上山，上山见煤后沿M4+1煤层布置回风上山、沿M5煤层布置运煤上山，

41、运煤上山布置2台刮板输送机运煤。回风上山至+1820m标高通过回风石门与+1820m采区回风巷沟通，形成采区回风系统。采区内根据区段斜长沿煤层倾向划分为五区段开采，一区段+1820+1789m，二区段+1789+1762m，三区段+1762+1737m，四区段+1737+1715m。五区段+1715+1690m。采区轨道上山在区段标高处出岔掘石门揭M4+1煤，石门联系轨道上山与区段平巷，轨道上山中部车场采用甩车场布置形式，工作面运输巷通过区段溜煤眼与采区运输上山沟通。沿煤层走向布置工作面运输巷及回风巷至采区边界，工作面开切眼沟通运输巷和回风巷，形成壁式工作面。采区绞车房安装功率为45kW的JT

42、B-1.21-24型防爆单筒提升绞车1台负担采区矸石、材料、设备的提升。矿井移交生产时一采区M4+1煤（M5煤）+1736+1691m布置壁式工作面为接替矿井原生产采区的工作面，二采区M4+1煤+1820+1789m壁式工作面为矿井新增的工作面。C采区车场形式及硐室采区内上、下部车场均为平车场，中部车场为甩车场，轨道上山上部车场设绞车房硐室及回风通道。绞车房安装绞车，负担采区煤炭、矸石下放，材料、设备提升。一采区绞车房安装JTB-1.00.8型单滚筒防爆绞车，电机功率为45Kw，二采区绞车房安装JTB-1.21-24型单滚筒防爆绞车，电机功率为45Kw。D采区各生产系统及设备选型采区运煤系统一

43、采区：采煤工作面的原煤经搪瓷溜槽，自溜至工作面下部，经工作面运输巷的SGD420/30型可弯曲刮板输送机，在运输上山附近经刮板运输机或胶带运输机运输至运输上山溜煤斜巷运输至+1650运输石门胶带运输机，再运送至井底煤仓卸载站，再通过主斜井主胶带机提升出地面。二采区：采煤工作面的原煤由SGD420/30型可弯曲刮板输送机运到工作面下部，经工作面运输巷的SGD420/30型可弯曲刮板输送机运至区段溜煤眼，通过运输上山的SGD420/30型可弯曲刮板输送机将煤运至采区煤仓，在+1650m水平运输大巷通过胶带运输机运送至井底车场煤仓卸载站，通过主斜井胶带提升出地面。采区矸石运输系统岩巷掘进面由电动耙斗

44、装岩机将矸石装入矿车，人力推至采区中部甩车场，组成串车后由JTB-1.21-24型轨道上山绞车下放到采区下部平车场，矸石车在下部车场编列后由CDXT-2.5蓄电池机车牵引至+1650m水平井底车场，由副斜井绞车提升至地面。煤巷及半煤岩掘进工作面的矸石、掘进煤人工分别装入矿车，煤车在下部车场与采煤工作面煤流汇合，矸石车在下部车场与岩巷掘进矸石车汇合后再经副斜井提升至地面。采区材料、设备运输系统材料、设备装车通过副斜井绞车下放至+1650m水平井底车场，编列组成列车后由CDXT-2.5蓄电池机车牵引至采区下部平车场，经轨道上山的绞车提至各用料区段平巷，工作面用料经工作面回风巷道人力推车至采煤工作面

45、。采区通风系统矿井由主、副斜井分别进风，经井底车场、+1650m水平运输大巷，采区石门、采区下部平车场至采区轨道上山，由轨道上山经过采区中部车场分风至采面、掘进面及绞车房等用风地点。从采面、掘进面及绞车房出来的污染风回入采区回风上山，再经采区回风巷、回风石门、采区回风斜井、引风道由风机抽排出矿井。采区排水系统矿井投产时均为上山开采，采区上山采面矿井涌水经过区段石门汇至采区回风上山或轨道上山的水沟，自流经采区石门、+1650m水平运输大巷至+1650m水平井底水仓，经主排水泵房水泵经主斜井排水管排至地面。（九）现有生产系统1、提升运输系统（1） 表6 井筒及主要巷道支护方式、运输方式及设备巷道名

46、称断面（m2）支护方式运输（提升）方式设备主斜井4.8铁棚矿车串车提升JTP1.6绞车暗斜井4.8铁棚+砌碹矿车串车提升JTPB1.21.6绞车1650井底车场9.3锚喷人工推车1.1 m3侧卸式矿车1500运输石门4.2砌碹人工推车1.1 m3侧卸式矿车运输巷4.8铁棚刮板运输机420/40T刮板运输机（1台）机、风巷6铁棚（锚网）刮板运输机SGB420/40T刮板运输机（4台）1550运输石门4.8铁棚人工推车1.1 m3侧卸式矿车（2）21156回采工作面运输系统1）运输设备选择和安装工作面使用搪瓷溜槽，转入工作面下端装入运输巷刮板输送机，经工作面运输巷转入21156通风上山，通过搪瓷溜

47、槽自溜至1500运输石门，人工推车至暗斜井摘挂钩点。经暗斜井绞车提至1650井底车场，再经地面绞车提至地面。运输设备型号：主斜井及暗斜井分别采用JTP-1.6与 JTPB-1.21.6绞车提升，数量为2台；1500运输石门及1650井底车场采用侧卸式矿车，其容积为1.1m3，数量为15辆；21156工作面机巷采用可弯曲刮板运输机，型号为SGB420/40T，数量为2台。21156工作面采用搪瓷溜槽。装煤（矸）方式：人工装煤（矸）。2）运煤（矸）系统工作面21156工作面运输巷1500石门暗斜井1650上部车场及运输石门井底车场主斜井地面煤仓。3）运料系统地面材料库主斜井1650车场暗斜井155

48、0回风石门21156回风上山(人力) 21156回风巷(人力)工作面（3）机、风巷运输系统煤(矸)运输线路：本巷道掘进的煤（矸）由刮板运输机1500运输石门（人工推车）1500车场暗斜井（绞车）1650井底车场（人工推车）主斜井绞车提升至地面。材料、设备等的运输方式：由地面主斜井1650井底车场1640回风石门M7通风上山，再由人工运送至工作面。大型设备必须采用专用材料车、平板车装运。运输设备：主斜井及暗斜井分别采用JTP-1.6与 JTPB-1.21.6绞车提升，数量为2台；1500石门及1650车场采用侧卸式矿车，其容积为1.1m3，数量为10辆；机、风巷及运输上山采用可弯曲刮板运输机，型

49、号为SGB420/40T，数量为5台。装煤（矸）方式：人工装煤（矸）。2、供电系统（1）地面现有变压器6台型号分别为：S9-250/10两台、S9-125/10、S9-8010、KS11-400/10一台、KS11-250/10一台，井下无移动变电站。（2）地面高压10kv，经过变压器输出660v、380v。地面部分负荷采用380v，井下采用660v。（3）供电负荷1）地面负荷:A、380v供电负荷：55kw离心式主扇、瓦斯抽放泵55kw及45kw各一台、1米绞车一台45kw及地面生活水泵25kw。合计180kw。B、660v供电负荷110kw螺杆式空压机一台、1.6米变频绞车一台110kw。

50、合计220kw。2）井下供电负荷： 暗斜井1.2米变频绞车75kw；一水平水泵45kw/台共两台、二水平水泵45kw/台共两台；机风巷局扇112kw及11kw各两台（双风机双电源）；21156工作面乳化泵37kw/台两泵一箱；7煤刮板输送机40kw三台、30kw两台；材料绞车15kw；备用提升绞车45kw。合计总负荷455kw。3、通风系统（1）矿井各测风站断面、支护方式及风量（见表11）表11 矿井各测风站断面、支护方式及风量测风地点巷道断面（m2）风速(m/s)风量(m3/min)支护方式1728-1798主斜井3.4 5.651017铁棚风井总回风4.64.31083.6砌碹+铁棚暗斜井

51、4.04.5972砌碹+铁棚运输巷2.71.63225铁棚1640回风石门 3.43.5630铁棚一水平回风上山3.55.41004.4砌碹回风巷4.10.95210.9铁棚（锚喷）1500石门4.22.6592.8砌碹+铁棚1728联络巷2.60.3546.2木棚1650联络巷2.80.350.4锚喷21156机巷2.62.6343.2铁棚21156风巷3.12.2356.4铁棚（2）主扇特征型号形式安装角转速输入功率输出功率效率配用电机输出功率额定功率转速电压电流功率因数47216B离心式度转/分千瓦千瓦%千瓦千瓦转/分伏安cos9016041.8835.68541.88559803801

52、100.65（3）通风方式本矿井采用机械抽出式的通风方法，现有生产系统通风方式为中央并列式，改扩建系统采用分区式。（4）矿井需要风量计算1）按井下同时工作的最多人数计算 Q矿井=4NK矿通 =4501.25=250m3/min式中：N井下同时工作的最多人数，取50人 K矿通风量备用系数，取K=1.25 4以人数为单位的供风标准，m3/min2）按井下用风地点实际需要风量计算本设计在C煤层布置工作面投产，经计算，一个采煤工作面生产，两个掘进头掘进能满足矿井10万t/a的生产能力。日产原煤300t，采煤工作面产量250t。掘进工作面50t。A、采煤工作面实际需风量按瓦斯涌出量计算Q采=100QCH

53、4K采通 =1002.5561.5383.4m3/min 其中：QCH4采煤工作面绝对瓦斯涌出量，其值按相对瓦斯涌出量(取37.95m3/td)计算得2.556m3/min 。K采通采煤工作面瓦斯涌出不均衡等备用系数，取1.5按采煤工作面温度计算Q采=60V采S采 =601.04.3258(m3/min） 式中：V采回采工作面适宜风速，1.0m/s S采回采工作面平均断面积 ，取4.3m2按采煤工作面同时工作最多人数计算Q采=4N=430=120m3/min式中：N采煤工作面同时工作最多人数，取30人按一次放炮最多炸药量计算Q=25A =256=150m3/min式中：A采煤工作面一次放炮最多

54、炸药量，取6kg按工作面风速验算工作面最低风速的风量： Q采15S采=154.3=54m3/min 工作面最高风速的风量：每个回采工作面最高风量Q采240S采=2404.3=1032m3/min通过以上计算：取其中最大值为采煤工作面实际需要风量：一个采煤工作面需风量为390m3/min。B、掘进工作面需风量、 按通风机进行计算掘进工作面风量Q掘=Q局l =1701 =170（ m3/min）Q局局部通风机吸入风量l同一个掘进工作面使用风机数、 按掘进工作面最多人数Q掘=4N =48 =32（ m3/min）、风量验算按最低风速验算，掘进工作面最低风量。Q采15S掘 153.8 57（m3/min）按最高风速验算,掘进工作面的最低风量。Q采240S掘 2403.8 912（m3/min）按每个掘进头选配FBD-112型局扇，吸风量170340m3/min计算,矿井两个独立通风掘进头（各开一级），共计340m3/min。C、其他用风地点、硐室：60 m3/min、人行道：30 m3/min、溜煤上山：50 m3/min通过以上用风地点用风的计算，则矿井的总进风量为：Q矿进=（Q采Q掘Q其他）K矿通=（3902180506030）1.1=979m3/min3）供风标准A、采煤工作面分配：390m3/min；B、掘进工作