(完稿)贵州省吉利能源投资公司桐梓县强博煤矿矿井闭坑前生产计划实施方案

第PAGE68页贵州省吉利能源投资公司桐梓县强博煤矿矿井闭坑前生产方案实施方案前言贵州省吉利能源投资公司桐梓县强博煤矿，现力量15万吨/年，各种证照齐全、有效；2017年4月通过了市县组织的煤矿企业体检式平安大检查；目前正在完善三级质量化达标验收预备。在煤矿兼并重组工作中，桐梓强博煤矿拟与桐梓县宏大煤矿整合。关闭强博煤矿启动、保留，宏大煤矿贵州省煤矿整合管理领导小组[2017]号文件正式批复，2018年12月底正式关闭强博煤矿15万吨/年矿井，启动宏大煤矿30万吨/年建设项目。为此，桐梓县强博煤矿依据贵州省吉利能源投资公司（贵吉能投安字（2016）59号）文件批准的《桐梓县强博煤矿二采区开采方案设计（变更）》以及本矿采、掘实践，编制矿井闭坑前的生产方案实施方案。本方案编制依据：包括集团公司设计批复文件；《采矿许可证》省人民政府；省煤安局遵义监察分局；省能源局、省煤管局，以及国家对我国现行煤炭工业的有关规定，文件和；包括国家煤炭法、平安生产法、矿山平安法等国家法律法规；包括企业近年检验，检测及相关的技术资料；包括企业报务技术资料和技术档案。本方案遵循的原则：坚持以规范开采工艺，强化平安推动矿井机械化进程，提高劳动工效，留意环保和职业卫生平安；坚持平安第一、预防为主、综合治理的方针；坚持“先抽后采，监测监控、测风定产”的瓦斯防治工作方针，坚持高挂规范平安规程；严格法律法规。本文案编号的目的：规范并指导本矿井2018年12月闭坑前的采、掘活动，达到平安科学、高效、规范的目的。本方案编写内容：矿井基本状况介绍矿井概况及地质特证，矿井布置及现有生产系统平安管理；采掘实施方案主要包括：矿井基本状况介绍，生产方案实施方案。实施方案条件分析平安技术措施，劳动定员及工期投资方案及收益共章。矿井概况地理位置及矿区范围。桐梓县强博煤矿位于桐梓县水坝塘镇扶坝村，北距桐梓县城140公里，南川70公司，按川黔大路北东38公里至重庆市南川区，地理坐标东经107°02′11″－－107°03′18″，北纬28°45′00″――28°47′05″.主平硐、主井口坐标：X＝3184195.21，Y=36406995.789，Z＝775.强博煤矿《采矿许可证》编号C5200002012021110124569，矿区范围由7个捌点圈定（见表1-1-1），形成不规章多边形，走向平均长度3.7KM，平均缓倾斜宽1.35KM；井田标高+1060－+400m；开层煤层为C1C5煤层；矿区面积5.209KM2.企业性质及隶属关系桐梓县强煤矿系有限责任公司，隶属贵州吉利能源投资公司。生产力量矿井2011年投产，设计力量15万吨/年，核定力量与设计力量相同。矿井其他证照矿井全部证照齐全，有效其中，营业执照统一社会信用代码915200000666994347P，2012年12月19日到期可更换，平安生产许可证编号，已于2017年4月换领新证；五职矿级干部及平安人员特殊工种在岗人员资质证书齐全合法。地质构造及煤层煤质地质构造矿井区域构造位于扬子准地面，黔北面隆遵义断拱箐坝向斜东翼。该向斜轴部由三叠系茅草铺级及九级滩段组成；两翼出露地层分别为二叠第先留系地层。抽向近南—北向，两翼岩层不对称，东翼缓（7°－25°）西翼陡（25°－62°），为一斜歪向斜。矿界内无次一级褶曲；公发觉F1断层一条位于矿区西部，走向为NH～99W；矿界延长长度4km，倾向近东，倾角70°－80°为逆断层，断距约100m；受此断层影响，界内常见揉皱，垮落现象，常见.5-2.5小断层，掘井施工发觉二采区中部岩层成冲刷状态，影响C1C5煤层开采；地质构造简单程度为中等简单。矿区范围拐点坐标表1－1－1拐点号XY13185632.59136407666.34123185782.59336407460.34133185594.59236407177.33843185594.59436406427.33453182444.57736405827.32163181944.57236406352.32373182089.57036407357.329矿区面积：5.029km2开采深度：+1060m~+40m可采煤层区内可采煤层为C1、C5C1煤层位于龙潭组G317中上部，上距长兴灰岩底界14－17米，下距C5煤层经36米，为黑色粉粒条带状结构，半暗一光壳型。结构简洁一般不含夹石。煤层厚度0.8-1.24m，平均厚度1.02m，属于较稳定煤层全区可采。C5煤层位于龙潭组CP317底部含黄铁矿粘土岩之上，下距矛品灰岩顶界0.5-3米，黑色、粉粒状、条带状结构，半岩到光亮型、结构简洁一般不含夹，煤层厚度为0.8－1.23m平均1.02m，属于厚度变化不大的较稳定煤层。（可采煤层特征见表1－1－2）可采煤层特征表煤层名称煤层厚度（m）煤层夹矸数层间距（m）稳定性煤层全角（°）煤种顶底板岩性顶板底板C10.8-1.241.02无夹矸50较稳定12贫煤粉砂岩泥岩C50.8-1.231.02无夹矸较稳定12燧石灰岩泥岩煤质及煤种物理性质C1：黑色，粉粒状，条带状结构，半暗～半亮型，断口呈不规章。C5：黑色，粉粒状，条带状结构，半暗～半亮型内生裂隙发育，断口呈阶梯状。2）化学性质依据2007年5月16日重庆市煤炭质量监督检验站重庆煤田地质争辩所测试中心提交的《K1、K3煤层检测》，矿井可采煤层煤质分析结果如表1－1－3煤层编号水分%（Ma）灰分（Ad%）挥发分（Vda%）全硫（S,d%）发热量Qnet,ar(MJ/kg)煤种C11.2916.6813.392.5929.37贫煤C50.7817.2415.192.7529.3贫煤3）煤质类型及利用途经：本矿开采煤层属中灰、中高硫高热值贫煤。矿区C1、C5为中灰，中高硫煤，经降硫措施后可作为电力、化工等动力用煤，民用燃料用煤。水文地质及致灾因素。水源：井田内地表无大型河流及水体，地处长江流域綦江水系羊磴河上游黄坪河支流，矿床大部分位于最低侵蚀基准面黄坪河（+465m）以上。矿区内东部有北向西流的河流，枯水季节流量小，丰水季节流量增大，岩层垂直河流，受其地下水、地表水补给，与地下水关系亲密，存在互补关系，造成各岩溶含水层与可采煤层、地下水、地表水之间相互联系。但河流位于矿床低部，对矿床构不成充水危害。大气降水及地表水为该区地下水的主要补给来源。该区长江流域乌江水系。正常涌水量为3.8m3/d，最大涌水量为7.8m3/d。水文地质条件简单程度：中等。其他致灾因素：瓦斯贵州省能源局2012年度瓦斯等级鉴定批复：强博煤矿瓦斯等级为高瓦斯矿井，矿井确定瓦斯涌出量2.34m3/min，相对瓦斯涌出量16.97m3/t。河南理工高校煤矿平安技术争辩中心2007年11月供应《桐梓县强博煤矿煤与瓦斯灾出危急性鉴定报告》，C1煤层在开采920以上标高不具有煤与瓦斯灾出危急性。C5煤层F1断层上盘+550标高以上范围内，距离F1断层垂距50米以上不具有煤与瓦斯灾出危急性。现在井下作业地点20503采煤工作面。位于+802m水平以上，设计接替采煤工作面20505+775m水平以上均不在突出危急区域范围。煤层自然倾向性和煤尘爆炸危急性重庆地质矿产品争辩院2016年提交的C1、C5煤层《煤尘自然倾向等级鉴定报告》及《煤尘爆炸性鉴定报告》，各煤层自燃发火倾向性均为Ⅲ类，煤尘有爆炸危急性。地温本井田地温正常。冲击地压地质报告未供应冲击地压的相关资料，尚未有发生冲击地压的状况。资源储量依据黔国土资储备字[2007]537号关于《贵州省桐梓县强博煤矿资源储量核实报告》矿产资源储量评审备案证明，截至2007年6月底，矿区内保有资源量610万吨。二采区资源储量，按采区储量Q＝采区面积（A）×煤层厚度（m）×溶重（Y）/cosa煤层倾向公式计算。采区面积（A）、煤层厚度（m）、倾角a，接受Q=AMγ/cosa进行估算，二采区C5估算资源量为111万吨，G为92万吨。由于二采区在开拓中消灭，地质构造受到冲刷影响，V5煤层可采资源削减为20万吨。西翼无煤区至东翼全岩边权600余米。三采区尚未开拓，煤层较稳定，无断层构造，资源储量牢靠。2018年底关闭退出不再制定开采方案。周边矿井及小煤窑等影响平安生产的其他方面状况矿井周边小窑主要分布在矿区井田南北端，最南段属小煤窑对露头煤进行平硐开拓，开采深度较浅，巷道布置约150米。距离现在开采地点450米以上，矿区深部为原复兴煤矿关闭小窑，与现有采区有一断层相隔，对二采区无水害威逼，20503采煤工作面，设计20505采煤工作面，四周无采空区无老窑水害威逼。矿井生产系统矿井开拓矿井开拓方式强博煤矿批准开采标高范围+1060m～+400m。接受平硐开拓，即775平硐（标高+775m）、920平硐（标高+920m）、1008回风平硐（标高+1008m）。采区水平划分矿井划分为两个水平（+920m水平和+775m水平），三个采区开拓，+920m以上水平划分为一采区；+920m水平至77518.55水平以下划分为三采区。主要大巷布置目前井下主要布置：775运输大巷、三条上山：轨道上山、行人上山、回风上山。均布置在C5煤层底板茅口灰岩中。生产采区目前正在开采的二采区C5煤层走向采掘工作面。东翼危害边界西翼无煤区边界长600m；垂高+824.5至+801.5m，23m斜长126米，扣除已采和陷落区域目前还剩330m，煤层厚1.1m，落至1.4m，可采煤量6.4万吨。采煤工作面布置目前井下布置有20503采煤工作面；工作面接受普采，走向长臂后退采煤法。掘进工作面布置目前矿井布置有20505运输石门一个掘进工作面。祥见：矿井采掘工程平面图矿井采掘工作面现状表2－1－1类别工作地点工作×编号队别采掘工艺产量（万t/月）进尺（m/月）作业人员（人）掘进工作面二采区20505运输石门掘进队炮掘6018×3合计6054回采工作面二采区20503采煤队普采1.223×2合计1.246现有生产系统供电系统矿井两趟10kv电源，构成双回路，一趟来自一回10kv线路（LGJ-50，供电距离4公里）。接水坝塘镇10Kv线路网；另一路：10Kv线路（LGJ-50，供电距离8公里）接重庆渝能10Kv线路网。一回路运行，另一回路带电备用，确保矿井供电牢靠性。井下电压等级为660V、127V、36V三种。提升系统井下接受提升机JTPB-1.2×1.0型一台，作为矿井帮助提升材料、设备、矸石运输。最大运行速度Vm＝2m/s；卷筒直径Dg=120mm＞60×18.5=1010mm，卷筒宽度Bg=1000m，最大静张力Fmax=30KN＞14.6Kn,电机功率55kw。井下运输系统采煤工作面及运输顺槽：刮板运输机型号SGB620/40T;输送力量150t/h;设计长度100m；装机功率40KW；链速0.86m/s；刮板链型式边双链；链条规格Φ18×64；中部槽规格1500×620×180.矿井运输大巷接受电瓶机车运输：电瓶机车型号：CTY5/6G，适用于有沼气、煤尘爆炸危急性的矿井，坡度≤5‰，曲率半径≥5m。运载出井力量，每小时2趟60吨。通风系统矿井通风系统为中心并列式。主扇型号为FBCDZNO.14/2×45Kw对旋轴流式风机两台。（一台工作一台备用），机风压：526-1920Pa；额定风量为1130-2740m3/min；掘进工作面接受FBDN5.6/2×11Kw轴流式通风机；实现了“三专”“两闭锁”“双电源”且自动切换。瓦斯抽采系统高负压抽采设备：先用高效节能的水环式真空泵2BEA-253，（590rpm）型两台（一台工作、一台备用）作为瓦斯投放泵，配套防爆电动机YB280M-4（55kw、660V）;低负压抽采设备：先用高效节能的水环式真空泵2BEA-253，（590rpm）型两台（一台工作、一台备用），配套防爆电动机YB280M-4（55KW,660V)。瓦斯抽放设备冷却接受循环水冷却方式，选用冷却循环水泵；IS65-50-125型四台（一台工作，一台备用），配套防爆电动机YB100L1-2（3.0KW,660V）。配套安装有DN220型矿用阻燃PVC管作为抽放主管，安装DN110型矿用阻燃PVC管为抽放支管。井下排水系统矿进为平硐开拓，无下山开拓，井下排水接受水沟自流排水，无排水设施设备。压风系统安装地面压风设备3台：一台LS132F型螺杆压缩机，排气量23.5m3/min，配套电动机132KW、660V，一台FBD-132型螺杆压缩机，排气量22m3/min，功率132KW、电压660V。压风主管选用Φ133mm无缝钢管，支管选用Φ50无缝钢管，从775平硐敷设至井下各用风地点、压风自救设施。平安管理机构平安管理机构及人员配备矿井依据平安生产的需要，设置了平安管理机构，配备了相关平安生产管理人员。其中矿长、平安矿长、生产矿长、机电矿长、总工程师等矿领导5人，通防副总1人，地测副总1人，下设平安科、生产科、技术科、地测队、通防科、防突队、机运科、调度监控室、采煤队、掘进队、修理队、帮助抢救队及行政、采供、财务、矿办等职能部门，并配备了相关人员。矿井主要工程技术人中状况：工程技术人员表2－1－2专业人数高工工程师其它小计一通三防123地测、防治水123机电运输123采掘11合计4610第三章闭坑前的生产方案及实施方案闭坑前的生产方案（一）省煤矿关闭整合办公室号规定，桐梓县强博煤矿于2018年底关闭15万吨/年矿井，启动桐梓宏大煤矿30万吨建设项目。依据省上文件，我矿从现在（2017年7月）起至2018年12月，采煤方案为月方案1.2万吨×生产期间18个月＝216000吨；目前矿井唯一20503采煤工作面走向长度为360m，垂高22m，坡度100，平均煤层厚度1.1m，溶重1.4T/m3，回采煤量74844吨，差141154吨。依据闭坑时间无法在+775以下布置系统组织生产，只能依据矿井生产方案需要在划定的二区范围+775水平以下布置接替采煤工作面。闭坑前采煤工作面开拓方案选择依据新颁发的采矿许可证明确的采矿权范围和贵州吉利能源投资公司（贵吉能投安字[2016]39号）批复意见，拟在本矿采矿权范围的，按设方案分的二采区+775以上和现有工作面20503采煤工作面运输巷+802水平以下布置接替采煤工作面编号20505.由于设计采面区域受主平硐巷道坡度影响，开拓布置有以下两个方案选择。方案一、编制矿井闭坑前采掘方案报县局和集团公司批准实施:开采原划定的二采区范围+775以上采面煤炭。在已掘20505石门运输巷（标高+784m）布置开拓20505采煤工作面回风上山绕道至1800m水平与总回风巷贯穿。并满足前期施工作业通风需要。接受局扇送风沿煤层布置+784水平至+775m水平人行运输上山。在+775水平布置行人运输平巷，经皮带上山将生产煤炭运至+784石门平巷煤仓，装车运出出口，形成20505采煤工作面生产运输系统。在+775水平沿煤层掘回风上至20503采煤工作面总风回巷形成20505采煤工作面回风系统。巷道掘进面煤矸运输接受皮带输送机11至15KV局扇送风配Φ800为局扇加刮板运输。该方案除煤仓、水仓等硐室掘进工程外，新掘岩巷110m（回风上山）煤巷900m（包括行人运输立山100m，回风上山150m，平巷650m）；配套安装皮带输送设施800m。依据岩巷3000元/m，煤巷1500元/m（含11#矿工钢箱架），皮带输送设施800元/m计算巷道工程投资100*3000+750*1500+800*800＝206.5万元，该方案回采煤量600*15*1.1*1.45*0.95＝13.64万吨，能满足闭坑前生产方案96.6%，巷道投资成本209÷14.35＝14.56元/T，最短工期140天，基本能够实现20503采面顺当接替。方案二、以运输平巷+784石门运输平巷为工作面下界标高，沿煤层布置运输平巷布置20505采煤工作面，开+784以上采面煤炭。在已掘20505石门运输巷（标高+784m）布置开拓+20505回风上山绕道至800水平与总回风巷贯穿，满足前期施工作业通风需要。接受局扇送风从石门平巷见煤处沿煤层开拓布置+784行人运输平巷600m，安装皮带输送设施，将该水平以上生产原煤运至该水平石门运输巷煤仓：装车经运输平巷运出进口形成20505采煤工作面运输系统。在+784事半功倍沿煤层掘回风上山至20503采煤工作面，回风巷形成20505采煤工作面回风系统。巷道掘进工作面煤、矸运输接受皮带输送加刮板运输机输送。巷道施工作业在未完成采面回风系统前接受11至15KV对旋或局扇送风配Φ600风筒。该方案：除煤仓、水仓等硐室掘井工程外新掘岩巷（回风上山绕道）100m，煤巷800包括：回风上山150m，平巷650m，配套安装皮带输送设施700m。依据岩巷300元/m，煤巷（含矿工钢架）1500元/m；皮带输送设施800元/m巷道工程投资为100*3000+650*1500+800*700＝183.5万元。回采煤量600*100*1.1*1.45＝9.57万吨，与闭坑方案产量相比下差33%。巷道投资成本183.5÷9.57＝19.17元/T，最短工期120天。对比选择：方案一、能够满足是闭坑前生产方案，投资成本低，在严格工期方案管理的前提下能顺当实现采面接替。方案二、工期短对采面接替时间能提前二十天，投资成本高，不能满足矿井闭坑前的生产方案，半年时间里既无煤可采又不行在接近关闭时布置新的系统，无法回收偿还投资：经比较打算选择方案一，上报县安监局和总公司批准实施。闭坑前开拓方案对比选择表（3-1-1）方案回采煤量对比巷道工程投资建设工期选择总投资元/T一设计回采14350生产方案141154＝101.66%209万元14.56140天√二95600＝67.7%141154183.5万元19.17120天×结果方案一、能满足生产方案吨煤投资成本低。√（三）方案实施（一）开拓系统布置依据选定的矿井闭坑前采石设计方案，矿井设计布置完善回风系统、运输系统、生产转运系统如下。1、回风系统50m1）矿井开拓期间回风绕道+784石门→1208回风巷下山落平点，共120m全岩上山回风绕道。2）生产期间回风784石门→784下山变坡点→+775平巷落平点→775平巷→20505采石回风巷（现20503采石运输平巷），共计煤层850m。运输系统1）皮带运输20505采石+775皮带运输平巷20505平巷煤仓２）机车运输20505煤仓（+784平巷）→运输大巷→井口煤场口3）生产转运+775以上802水平以下为2050采煤工作，接受煤机采煤，引板轨道将工作至生产原煤床转至+775皮带运输平巷。（二）开拓挨次巷道功能、特征、工程量、工期1、巷首勘巷道掘进，回风上山绕道120m1）+784石门至1008回风巷落平点上山回风绕道，岩巷100m，该工程完成后担当东方系巷道开拓掘进回风任务。2）巷道特征：断层2.6×2.6m；坡度25°，水沟断0.16㎡。支护方式：裸巷支付，断面外形半圆弧形。3）掘进通风、施工机具：接受11kw×2局扇风机，配φ600mm防爆阻燃风筒送风，YT-24型掘岩机打眼，搪瓷溜槽除渣。4）工期方案掘进工作面“三八制”作业，进度（全岩）3.6米/天，工期28天。2、其次部巷道掘进：（半岩）皮带运输巷700米1）+784煤仓至见煤点皮带运输平巷50米；+784至+775皮带下山50米；+775皮带运输平巷600米。共煤层运输巷700米，巷道功能：安装皮带输送设施，兼作行人在贯穿采面回风后作为进风巷道。2）巷道特征：净断面3.2m×2.5m，掘进断面3.4×2.5m，坡度9°，方位角，水沟断面0.16㎡，支付方式：15#矿工钢支护，断面外形矩形。3）施工设施①接受15kw×2局部通风机送风，配800mm防爆阻燃风筒送风，局扇安装位置主平硐进风巷。②地面压风使用20m³螺杆式空气压缩机送风，敷设φ108无缝钢管将压缩空气送至掘进工作面。接分管，配YT-24型掘岩机作业。③巷道除渣：刮板输送机加皮带运输机。4）工期方案掘进工作面“三八制”作业，进度半岩6米/天，工期117天。3、采面回风上山150米（煤巷）1）+775至20503采煤工作面+802水平，巷道功能实现采煤工作面下界+775水平至+802水平采面回风，形成进风巷（主平硐）→+775平巷→20505采面→20505回风平巷（+802水平）。2）巷道特征：断面2.6×2.6m，坡度9°，方位角≤90°，水沟断面0.16㎡；支护方式:单体液压支护。3）通风及施工工具：15kw×2局部通风机，配φ800mm风筒送风；YT-24型掘岩机；风镐G10作风洞工具掘进。刮板输送机加皮带运输机除渣转煤。4）工期方案工作面“三八制”作业，6米/天，工期25天。三期工程共计完成掘进工程量950米，工期：170天（7个月），掘进定员10人/班，30人/天。延长工程及巷道特征支付方式表3-3-1巷道名称工程量（m）外形坡度断面尺寸水沟支护方式+784石门回风上山绕道100半圆拱形25°2.5×2.50.16裸巷支护+784皮带运输平巷50矩形5‰3.2×2.50.1615#矿工钢架支护+784皮带下山运输50矩形9°3.2×2.50.1615#矿工钢架支护+775皮带运输平巷600矩形9°3.2×2.50.1615#矿工钢架支护+775回风上山150矩形9°2.5×2.50.16单体液压支柱合计950延长工程巷道开拓工期方案表3-3-2巷道名称工程量m岩性建设挨次进度（米/天）工期（天）备注+784石门回风上山绕道100岩一333+784皮带运输平巷50煤二68.33+784皮带下山运输50煤三68.33+775皮带运输平巷600煤四6100+775回风上山150煤五620合计950170巷道工程机电设备表3-3-3序号品名规格型号单位数量利旧新制方案投资（万元）1局扇11kw×2台222局扇15kw×2台2233皮带运输机电机、变电箱台3234皮带运输架800m700200500405刮板运输机台226矿工钢11#kg17800178007矿工钢15#kg19440019440097.28螺杆空压机20m³台229凿岩机（配气腿）YT-24台99310防爆阻燃风筒φ600m15015011防爆阻燃风筒φ800m800800512防爆电缆50×3+35m10001000513潜水泵3kw台220.414高压管20×3m120012000.3合计（三）巷道皮带运输系统安装1、本方案设立皮带运输巷700米，包括+784平巷500米；立山50米；+775运输平巷600米；巷道断面净宽3.2m，高2.5m，15#矿工钢架支护。巷道功能：行人、运输、送风。2、皮带运输巷设计制作，安装皮带运输机，电动机功率，变速机型号，转运机架接受钢材，托辊，800mm橡胶阻燃输送带，成型机架宽度100cm，输送机占道1.2m宽，人行机占道2m宽，9#矿工钢作护栏分隔，各行其道。皮带输送机启动装配导送开关，便于向井下输送材料、物资时启动导向。皮带运输机装配灯光、语音提示装置、过载爱护装置、断电开关。（四）接替采面布置和装备1、接替采煤工作面编号20505是在结束现有采煤工作面（20503）开采活动的前提下，启动开采。采煤方法：走向长壁式后退采煤法，开切眼设计在采面东翼危岩边界线向西推动。2、20505采煤工作面、上界至现20503运输平巷，标高+802.64米，下界755。坡度10°，垂高25米，采区斜长125米，走向600米，。3、20505采煤工作面利用现有20503采面拆换的割煤机、刮板输送机作为采面采煤和工作面转运设备。正常状况下能够满足生产需要。割煤机型号，刮板机型号。1）单体液压支护，规格型号，设计柱距0.8m，排距0.8m，“四、六”控顶。支柱数量1125根，全部利旧。2）20505拆换利用20503采煤工作液压启动系统，型号，功率，工作力量能够满足接替采面顶板支护需要。采煤工作面主要设备配置表3-3-4品名型号单位数量利旧新制投资方案采面割煤机台11采面刮板运输机台11单体液压支护0.8-1.2根11251125液压启爆器套11四、实施方案投资方案20505采煤工作开拓方案依据分期分项计算：（一）一期工程1、工程内容：回风上山绕道（全岩）100米，断面2.6×2.5m，水沟0.16㎡，局扇11kw×2配φ600防爆阻燃风筒，在大巷T接φ50×7高压风管，YT-24型掘岩机配气腿掘进。2、一期工程工期：28天，投资40.4万元，每米4040.00元，每天12142.00元。1）机电设备：64000元。11kw×2局扇2台，10000元/台，20000元；φ600防爆阻燃风筒130米，80元/m，10400元；φ50×7高压管200米，16元/m，3200元；YT-24型掘岩机配气腿6台，3400元/台，20400元；供电设施估计10000元（含监控）。2）掘进工资：1800元/米×100=180000元3）管理及特殊工种人员工资：500元/米×100=50000元4）炸材及低耗：600元/米×100=60000元5）电费：600元/米×100=60000元3、投资时间：开工前投资64000元，开工之日至竣工投资340000元，建设工期28天，每天12142.85元。（二）二期工程：700米（半岩掘进），工程投资2193800.元，3134元/米，工期117天，18275元/天。1、工程内容：上、下运输平巷650米，立山50米，掘水沟断面0.16㎡，巷道断面3.2×2.5m，支护安装11#矿工钢架700架，安装皮带运输系统700米。2、工程投资：2193800.00元1）机电设施：1038800元15kw×2局扇2台，15000元/台，计30000元；（开工前）φ800mm防爆阻燃风筒840米，100元/米，计84000元；φ80×10高压管900米，20元/米，计18000元；3kw潜水泵2台，2800元/台，计5600元；φ20×4高压管800米，4元/米，计3200元；YT-24凿岩机6台，3400元/台，计20400元；供电线路（含监控）30000元；碛头除渣刮板机1台，100000元；矿工钢11#107.1吨，4000元/吨，428000元；皮带输送机变速箱、电机1套，20000元；皮带输送架（含托辊、架子、皮带）700米，500元/m，计350000元。2）掘进工资：700m×700=490000元；3）管理及特种岗位人员工资：300元/米×700=210000元；4）炸材及低耗物资：350元/米×700=245000元；5）电费：300元/米×700=210000元。3、投资时间：开工前投资机电设备1038800元，施工期间投资1155000元，合计投资2193800元，3134元/米，工期117天，18750元/天。（三）三期工程工作面回风上山煤巷150m，投资137000元，工期15天，9133元/天。1、工程内容：在局扇送风能够完成+775运输掘进任务的前提下，直接布置采面回风上山（开切眼）；15kw×2局扇送风如不能满足采煤工作面巷道布置的回风，更换为22kw×2局扇送风。施工方案对应20503下部原煤层布置回风上山安装割煤机、刮板输送机、单体液压支柱、液压启爆系统，形成采煤工作面生产系统。2、工程投资：137000元，工期15天，9133元/天。1）机电设备8700元15kw×2局扇2台，利旧；φ800mm防爆阻燃风筒150米，100元/米，15000元；YT-24型凿岩机（配气腿）6台，利旧；φ40×7高压管200米，10元/米，2000元；100-120单体液压支柱1125根，利旧；液压启爆系统1套，利旧；供电及监控设施，10000元；割煤机1套，利旧，安装费50000元；刮板输送机1套，利旧，安装费10000元。2）工人工资：200元/m×150=30000元。3）管理及特殊人员工资：100元/m×150=15000元。4）炸材及低耗物资（估计）：10000元。5）电费（估计）：10000元。合计工程工期160天，工程投资2634800元。投资方案表3-3-5项目一期工程二期工程三期工程合计备注机电设备640001038800870001189800掘井工人工资18000049000030000700000管理人员工资5000021000010000270000炸材及低耗6000024500010000315000电费6000021000010000280000合计34000021938001370002940800投入期限1-28天29-146天147-161天1-161天投资方案12142.85187509133.3318265.83五、生产组织及经济技术指标（一）接替采面回采煤量、服务年限1、回采煤量及生产方案接替采面20505回采范围现20503采面运输平巷+802标高以下，二采区设方案分水平标高+775以上，垂高27米，坡度9-10°，斜长125-150m，走向东翼危岩边界线至西翼冲刷带无煤区边界600米；回采面积90000平方米，煤层厚度1.1m，容重1.4吨/m³，工作面回采率按95%计算，回采煤量13.637万吨（90000×1.1×1.45×0.95），能够满足闭坑前下差回采煤量方案96.7%。2、服务年限工作面案两班制作业，割煤机采煤，进度1米/班，每天2米，产量478.5吨/天，按每月25天计算回采煤量11962吨/月，服务期限为11.4个月（接近闭坑时间）。（二）劳动定员及全员效率1、劳动定员20505接替工作面达成后的劳动定员1）掘进队3个班，每班12人，计36人，削减为1个班，12人，削减24人。主要缘由：矿井面临闭坑关闭不再布置延长接替工程。2）采煤队3个班，按25人/班定员，比原采煤工艺定员人数少25人/班，3个班，削减75人。以上2项合计削减劳动定员100人，其他定员人数不变。闭坑前劳动定员汇总表3-5-1序号人员分类班组出勤人数合计在籍系数在籍人数（人）一班二班三班1生产工人614141143其中：掘井10101.414采煤252525751.4105地面人员261616581.3752管理人员1343201.020原煤生产人员合计7445441633服务人员955191.0194其他人员533111.0115抢救人员121.012合计1005351204258矿井在籍人数258人，出勤人数204人，其中：井下工人出勤人数143人，地面工人人数56人，管理20人，服务人数19人，其他11人，矿山抢救队12人。3）全员劳动生产率依据设计日产量478.5吨，原煤生产人数163人，年工作日330天，矿井生产人员原煤生产全员效率为设计日产量/原煤生产人员=478.5/163=2.935吨/工比原设计工艺1.8吨/工增加1.163吨/工，提高63%。（三）投资成本依据投资方案表3-3-5本次接替采面工程投资2940800元，流淌资金不再增加，按设计回采煤量13.637万吨，吨煤固定资产投资21.58元/吨。（四）经济效益估算1、生产成本费用1）经营成本（按当前实际成本计算）164元/吨（1）材料费30元/吨（2016年度实际消耗计算）；（2）动力费30元/吨（2017年1月-5月平均电费）；（3）职工薪酬63元/吨（2017年1月-5月平均工资）；（4）修理费15元/吨（2017年1月-5月平均修理费）；（5）环保及地面塌陷赔偿15元/吨（2016年设计方案计算）；（6）其他费用11元/吨（2016年设计方案计算）；2）煤炭生产平安费28元/吨（2016年省府文件规定执行）；3）折旧费46元/吨（原设计标准+本次技改投入）；4）巷道工程基金2.5元/吨（2016年设计方案计算）；5）维检费10元/吨（2016年省府文件规定执行）；6）摊销费用7.6元/吨（2016年设计方案计算）；7）财务费用10元/吨（企业上年度实际开支计算）。（1）流淌资金借贷款利息5元/吨；（2）生产基金借贷款利息5元/吨。单位成本合计：258.6元/吨。设计产量成本：单位成本×设计回采煤量=258.6×13.637万吨=3256.528万元2、销售收入及税费计算1）按当前电煤价格：（发热量/大卡×0.09-运费）×回采煤量=（5500×0.09-100）×13.637万吨=5383.85万元394元/吨2）税费63.74元/吨×13.637万吨=869.22万元增值税：（销项-进项）÷1.17×17%=（390-90）÷1.17×0.17=43.59万元城建税：增值税×5%=43.59×5%=21800元教育费附加：增值税×3%=43.59×3%=13000元资源税：售价×5%=390÷1.17×5%=16.67元增值税进项，动力费30元/吨，材料费30元/吨，修理费15元/吨，炸材及其他进项25元/吨，合计90元/吨。3）地税（1）税前利润销售收入-生产成本-上交税费=5383.85-3256.528-869.22=1258.102万元（2）企业所得税按25%计算1258.102×25%=314.5255万元23.06元/吨（3）税后利润税前利润-所得税1258.102-314.5255=943.5765万元69.19元/吨（4）利税合计a税费：869.22+314.5255=1183.7455万元b利润：943.5765万元c利税合计：1183.7455+942.5765=2127.322万元159.97元/吨3、企业内部收益计算1）计提项目费用：1040.2366万元（1）折旧费46.5×产量13.637=634.1205万元（2）巷道基金2.5×产量13.637=34.9025万元（3）维检费10×产量13.637=136.37万元（4）摊销费用7.6×产量13.637=99.284万元（5）财务费用10×产量13.637=136.37万元2）投资收益额计提费用+税前利润=1040.2366+943.5765=1983.81万元3）投资收益率投资收益/总投资=1983.81÷294.08=674.5%4）投资回收期投资额÷回收额×设计生产月数294.08÷1983.81×11.41=1.69个月总体评价：该方案投资小，回收快，能够满足闭坑前的生产方案，实现政府整合关闭方案和投资回收方案，经济有效，格外可行。20505工作面生产成本估算表3-5-2序号项目单位成本（元/t）金额（万元）其中固定成本可变成本一经营成本1642236.4138261材料费30409.11302动力30409.11303职工薪酬63859.131634修理费15204.555155矿山环境治理恢复保证金及地面塌陷赔偿费15204.555156其他支出11150.20711二煤矿生产平安费用28381.83610三折旧费46.5634.1205四井巷工程基金2.534.0925五维简费10136.3710六摊销费7.6103.6427.6七财务费用10136.37101流淌资金利息5136.3752生产期基建贷款利息568.1855成本合计258.63256.58166.192.5采煤工作面综合技术经济指标表3-5-3序号名称单位指标备注1采区规模万t/a136.6372二采区服务年限月11.43煤牌号贫煤4煤层状况（1）可采煤层层数层1（2）煤层总厚度m1.1（3）煤层倾角度95回采工作面个数/长度个/m1/1506回采工作面年推动度m6007采煤方法走向长壁后退式8采区回采率%959顶板管理方法全部陷落法10回采面装备割煤机（1）工作面支柱DW12-30/100（2）运输机械SGB420刮板运输机11掘进工作面个数个112井巷工程量m950其中：已有巷道m100新掘煤及半岩巷m850岩巷013通风（1）瓦斯等级高瓦斯（2）通风方式分列抽出式（3）主扇功率kw2×45一备一用14主平硐蓄电池电机车15运输上山（1）胶带型号DTL800（2）功率kw2×55（3）数量台116排水设备型号功率kw4数量台217项目总投资万元294.08（1）吨煤投资元/t21.56(2)投资利润率%321（3）投资利税率%723（4）投资回收期（税后）月1.09第四章矿井生产条件论证一、矿井生产与运输（一）采煤方法论证1）二采区20505采煤工作面开采井田和开采范围C5，煤层倾角9-10°，煤层平均厚度1.1m，设计接受走向长壁后退采煤法，符合规程要求，并且在二采区设计方案中对C5煤层开采作了论证。C1煤层与C5煤层间距50m，不相互影响。2）采煤工作面设备选型，设计选用型割煤机，工作行程，生产力量t/h，工作面顺槽型刮板运输机，转运力量t/h，刮板运输机将采面煤炭转至运输平巷皮带输送机，运至主平硐煤仓，装车运出井口。依据煤层倾角工作面坡度以及生产力量和上一工作面的作业实践，割煤机、刮板机的选型是正确的，能够达到生产要求。（二）工作面支护及顶板管理本矿采煤工作面DZ12-30/100型外主式单体液压支柱，配HDLA-100型金属铰接顶梁支护，柱距0.8m，排距1.0m，“三、四”排空顶，最大空距4.2m，最小空距3.2m，全部垮落法管理顶板，经生产实践证明科学合理。（三）排水采面运输平巷配3kw小水泵，排放工作面和巷道低洼处积水，经大巷水沟排出井外。排水管规格φ20×3.5。设计在20505采煤工作面运输平巷掘20m³水仓。20505采煤工作面主要设备表序号设备名称型号主要技术参数功率(kw)单位使用备用合计备注1刮板运输机SGB420输送100t/h，设计长度150m，电压等级660V30台112单体液压支柱DZ12-30/100支撑高度1200-765mm，额定工作阻力300kw根89417810723金属铰接顶梁HDJA-1000销孔中心距1000mm，全长1090mm根7561529084割煤机2.0台115可伸缩输送机DTL800输送力量150t/h，长度1000m，电压等级660V50台116乳化液泵XRB2B80/200公称压力20MPa，公称流量80L/min，电压等级660V37台1127乳化液泵箱XRXTA公称压力35MPa，公称流量80L/min，电压等级660V台118水泵25WGF功率3kw，流量30m³/h，电压等级660V3台2139回柱绞车JH-8牵引力80KN，容绳量80m，电压等级660V11台11（四）生产力量本方案是在完成巷道布置的前提下投产，受国家2018年12月关闭的影响无须掘进预备煤量，接受两班制作业，进度1米/班，每班2米，全年推动600米。接替工作面投产后矿井共为一个工作面，依据斜长150米，煤层厚度1.1米，容重1.45t/m³，回采率95%，出勤每月25天计算，工作面产量为150×2×1.1×1.45×0.95=454.57t/天，11364.37t/月，136372.5t/年。（五）矿井运输20505采面布置方案建立在矿井2018年12月闭坑不再布置新的巷道和采面，设计巷道3.2×2.5m人机合一，巷道安装皮带输送机负责工作面平巷和上山生产原煤运输；大巷接受5t蓄电瓶机车牵引矿车运输原煤出井，刮板输送SGB420，长度150m，输送力量100t/h；皮带输送机DTL800，长度1000m，输送力量150t/h，担当大巷运输5t蓄电瓶机车牵引力量，按1200m运输程距计算，50t/h，1000t/d。矿井接替工作面投产前，一个掘进工作面、一个采面工作面同时运行，原煤产量最大500t/d，掘进除渣量70t/d，两项合计570t/d，剩余运输力量43t/d，占43%，接替采面投产后原采面20503巷道停掘，只保留20505一个采煤工作面，按最大力量500t/d计算，剩余运输力量为50%。综上所述，采面和巷道运输完全能够满足生产需要。第五章采区通风与平安条件一、瓦斯1、瓦斯资源分析（1）本矿井瓦斯瓦斯赋存状况依据河南理工高校煤矿平安工程技术争辩中心2007年11月供应的《贵州省桐梓县强博煤矿煤与瓦斯突出危急性鉴定报告》，矿井C5煤层+550m标高瓦斯含量为8.37m3/t。2、+775m水平瓦斯涌出量计算A、回采工作面瓦斯涌出量①开采层瓦斯涌出量q1=K1·K2·K3·（m/M）·（Wo-Wc）=1.15×1/0.97×0.79×（1.02/1.02）×（8.37-3）=5.03m3/t②邻近层相对瓦斯涌出量计算回采工作面邻近层相对瓦斯涌出量按下式计算：q2＝本矿井开采C5煤层时C1煤层的瓦斯不会影响C5煤层工作面。B、掘进工作面瓦斯涌出量计算本矿瓦斯涌出量最大时在C5煤层中布置两个掘进头。①掘进煤壁瓦斯涌出量q3q3=D·v·q0·（2-1）m3/min＝（2×1.02）×0.0058×0.055×（2×-1）＝0.54m3/min②落煤瓦斯涌出量q4q4=S·v·γ（W0-Wc）m3/minq4=6×0.0058×1.5×（8.37-3）=0.28m3/min掘进工作面瓦斯涌了量q掘为：q掘＝q3+q4m3/min＝0.54+0.28＝0.82m3/minC、生产采区瓦斯涌出量计算q区=K＇（）A0式中：q区－生产采区相对瓦斯涌出量，m3/t；K＇－生产采区内采空区瓦斯涌出系数，取1.30；q采i－第i个采煤工作面相对瓦斯涌出量，m3/t；Ai－第i个采煤工作面的三班日产量，764t；（三班）q掘i－第i个掘进工作面确定瓦斯涌出量，m3/min；A0－生产采区平均日产量，909t。（采掘三班作业）q区＝1.30×（5.03×455+1440×0.82×2）/455q区＝14.82m3/tD、瓦斯涌出不均衡系数该矿无实测的瓦斯涌出不均衡系数，原设计参照AQ1018-2006的附录D选取，取Kn=1.1，则生产采区的瓦斯涌出量为14.82×1.1=16.3m3/t。E、矿井瓦斯涌出量该方案矿区+775m水平只有一个采区生产，矿井的瓦斯涌出量就为生产采区的瓦斯涌出量。依据对回采工作面、掘进工作面瓦斯涌出量的计算，最终矿井相对瓦斯涌出量为16.3m3/t，确定瓦斯涌出量为5.15m3/min。2、煤层自燃倾向性及煤尘爆炸性依据重庆市煤炭质量监督检验站及重庆煤田地质争辩所测试中心提交的桐梓县K3煤层（属C1煤层）、K1煤层（属C5煤层）检测报告，本矿煤尘有爆炸性。本次设计按煤尘有爆炸性进行设计和管理。依据重庆市煤炭质量监督检验站及重庆煤田地质争辩所测试中心提交的桐梓县K3（属C1煤层）、K1（属C5煤层）检测报告，本矿煤炭自燃倾向性等级为Ⅲ级不易自燃。本次设计按煤炭属Ⅲ级不易自燃倾向性进行设计和管理。3、煤与瓦斯突出依据河南理工高校煤矿平安工程技术争辩中心2007年11月供应的《贵州省桐梓县强博煤矿煤与瓦斯突出危急性鉴定报告》，该矿井C5煤层+550m标高以上不具有突出危急性，设计按不具有突出危急性设计；该矿井C1煤层在+920m标高以上不具有突出危急性，以下标高未作突出危急性鉴定，在开采C1煤层+920m标高以下煤层时，设计按具有突出危急性设计与管理。本设计只针对C5煤层，故按高瓦斯矿井进行设计和管理。4、地温强博煤矿属地温正常型矿井，在实际生产过程中区内从未发生过地温特别现象。5、冲击地压地质报告未供应冲击地压的相关资料，尚未有发生冲击地压的状况。但随着开采深度的加大，矿井深部开采时局部有遇冲击地压的可能。二、矿井通风1、矿井瓦斯涌出量依据《矿井瓦斯涌出量猜测方法》（AQ1018-2006）进行猜测，矿井+775m水平的相对瓦斯涌出量为16.3m3/t，确定瓦斯涌出量为5.15m3/min。2、矿井通风方式本矿井通风方式为中心并列式。通风方法为抽出式，+920m平硐和+775m平硐进风、+1008m回风平硐回风。20505工作面通风线路：+920m平硐（进风平硐）→+920m车场→轨道上山→+775运输平硐（进风）→+775运输石门→+775皮带运输平巷→20505运输顺槽→20505回采平巷→总回风上山→回风平硐→引风道→地面。20505运输顺槽掘进头通风线路：+775m平硐→20505运输顺槽掘进头（风筒）→上山回风绕道→总回风立山→回风平硐→引风道→地面。20505回风上山绕道掘进头通风线路：+775m平硐→20503回风顺槽掘进头（风筒）→通风联络巷→采区回风上山→回风平硐→引风道→地面。3、矿井通风风量、负压及等积孔（1）风量计算结果及安排依据《煤矿平安规程》（2011）规定：矿井需要的风量，按下列要求分别计算，并取其最大值。A、按最大班下井人数计算矿井风量Q=4×N×K其中：4—每人每分需风量m3/min；N—最大班下井人数，58人；K—矿井通风系数，取1.25；计算得：Q=290m3/min=4.83(m3/s)B、分别法按各需风地点实际需风量计算矿井风量Q矿井=(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其它)×K矿式中：∑Q采—采煤工作面所需风量之和；∑Q掘—掘进工作面所需风量之和；∑Q硐—各独立供风硐室所需风量之和；∑Q其它—其它需风量之和；K矿—风量备用系数，取K矿=1.25；a、采煤工作面需风量计算①按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算Q采＝125×q采×Kc式中：Q采—采煤工作面需风量，m3/min；q采—采煤工作面确定瓦斯涌出量，+775m水平采煤工作面确定瓦斯涌出量为1.59m3/min；Kc—工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取KC=1.8。故：+775m水平Q采=125×q采×Kc=125×1.59