式中，H—导水裂隙带最大高度；M—可采煤层累计厚度；n—可采煤层层数。本矿区可采煤层平均累计厚度为3.20m，有2层可采煤层。通过计算，本矿区导水裂隙带最大高度约为57.6m。
(4) 矿区充水因素分析 ①大气降水
大气降水是矿区地下水的主要补给来源，因此，大气降水对矿床充水有着较大的影响，矿区大面积开采时，顶板岩层将产生不同程度的岩层移动及变形，地面将产生采空塌陷、地裂缝、塌陷裂缝、冒落裂缝等，采掘系统上伏地面位处地势低洼处，大气降水及地表径流向地势低洼处汇集后，经地裂缝、塌陷裂缝、冒落裂缝或矿井口直接渗入采掘系统，形成矿井涌水。
②地表水
矿区内地表水主要有北西及南东两条季节性溪沟，雨季还有较大面积的大气降水汇入，水量较大，溪沟位于含煤地层露头地带，冲沟附近的网状、脉状裂隙密集，它们与煤层风化，氧化带直接接触，将来沿沟溪一带开采时，冲沟水可能沿风化裂隙或采矿裂隙渗入或突入矿井，为矿井浅部开采的直接充水水源。
③地下水
对矿床充水影响较大的地下水为顶板煤系地层及间接顶板长兴灰岩地下水，沿采空塌陷裂隙、冒落裂隙渗入矿井，形成矿坑涌水。矿区地下水埋深受地势及地貌影响大。据水文地质测绘资料，在地势高的坡顶地带，地下水位埋深一般大于40m，在地势低的坡底地带，地下水位埋深小，一般为20~25m。
B、碎屑岩裂隙水的补给、径流、排泄条件：
大气降水是本区碎屑岩裂隙水的主要补给来源。由于碎屑岩分布地区多为斜坡地带，且岩层裂隙密度小，张开性差，其接受降水的补给条件差。区内的碎屑岩裂隙水主要赋存在风化裂隙带之中，向深部富水性减弱，其径流趋势主要决定地
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势的高低，在重力作用下，由高处向低处径流。区内的碎屑岩裂隙水在风化裂隙带被地形切割之处，以泉、矿井水的方式进行排泄。 （一）矿井开拓方式
在矿区中部的一沟谷处新建主平硐，主平硐向煤层方向掘进，在煤层底板岩层中布置南北运输大巷，将矿区划分为5个采区，各采区开采时均尽量利用原有几矿已有的井筒改造后做进风行人井和风井。一采区改造原龙坪煤矿主平硐和回风平硐分别做矿井的行人进风平硐和回风平硐。
主平硐从矿区中部K1煤层底板以310°方位角，3‰的坡度施工709m，然后向南北分别布置运输大巷，南运输大巷掘进428m后布置采区车场，由采区车场向上沿地层真倾斜方向掘进一采区运输上山、轨道上山及回风上山，其中一采区轨道上山利用部分已有巷道，上山之间在顶部通过联络巷沟通；进风行人平硐（为利用巷道）从矿井中部沿K3煤层走向以24°方位角，5‰的坡度掘进166m，然后向K1煤层掘进进风行人一石门（为利用巷道），由进风行人石门揭K1煤层处向矿区西南沿K1煤层走向掘进进风行人大巷，进风行人大巷通过进风行人二石门与一采区轨道上山回风上山沟通；回风平硐（为利用巷道）在K1煤层底板开口以302°方位角，5‰的坡度掘进58m，然后通过回风大巷与一采区回风上山沟通，形成矿井开拓系统，通过石门揭穿各可采煤层，在上山西南翼的K3煤层中布置1301回采工作面（运输巷标高为＋990m），下山东北翼的K3煤层中布置1302运输巷、1302回风巷掘进工作面。
主平硐井口坐标为： X=3158528，Y=36392739，Z=+990m，α=310°,β=3‰。 进风行人平硐井口坐标为：X=3158155，Y=36393010，Z=+1123m，α=24°,β=5‰。
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回风平硐井口坐标为：X=3157951，Y=36392620，Z=+1171m，α=302°,β=3‰° 根据矿井开拓布置及矿方技术水平，矿区以＋990m标高为界划分为上下两个阶段，上一个阶段划分为四个采区，下一个阶段划分为一个采区，共划分为五个采区。采区划分见插图2-3-1。
二采区开采时由一采区上山底部向西南继续施工南运输大巷、然后由南运输大巷向上沿地层真倾斜方向掘进二采区运输、轨道、回风上山，三条上山在顶部通过联络巷沟通，二采区回风上山通过总回风巷及回风石门与现有井筒沟通，形成矿井开拓系统，通过石门揭穿可采煤层，然后布置回采和掘进工作面。
三采区开采时由主平硐底部向北掘进北运输大巷，然后由北运输大巷向上沿地层真倾斜方向掘进三采区运输、轨道、回风上山，三条上山在顶部通过联络巷沟通，三采区回风上山通过总回风石门与三采区风井（现有巷道）沟通，三采区轨道上山通过总进风石门与三采区进风行人井（现有巷道）沟通，形成矿井开拓系统，通过石门揭穿各可采煤层，然后布置回采和掘进工作面。
四采区开采时由三采区上山底部向北继续掘进北运输大巷，然后由北运输大巷向上沿地层真倾斜方向掘进四采区运输、轨道、回风上山，三条上山在顶部通过联络巷沟通，四采区回风上山通过回风大巷与四采区风井（现有巷道）沟通，四采区轨道上山通过进风行人大巷与四采区进风行人井沟通，形成矿井开拓系统，通过石门揭穿各可采煤层，然后布置回采和掘进工作面。
五采区开采时由二采区上山底部井田深部岩地层真倾斜方向掘进五采区运输、回风、轨道下山，三条下山掘进矿井最低采准标高后通过下山底部联络巷沟通，形成矿井开拓系统，通过石门揭穿各可采煤层，然后布置回采和掘进工作面。
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在各轨道上山及下三顶部布置绞车房，五采区开采时在三条下山底部布置有水仓及水泵房。
井巷工程量为4875m，其中岩巷3481m（新建2964m，利用517m），煤巷1394m。 通风方式：分区式。
设计采用走向长壁采煤方法 ，以一个采区一个炮采工作面两个炮掘工作面达到21万吨/年设计生产能力，采煤工作面以单体支柱和金属铰接顶梁支护采场，以全部垮落法管理顶板。
(3).支护形式：主井平硐、风井平硐采用三心拱锚喷支护，风井平硐体型工字钢支护。
（二）矿井通风系统
根据井筒布置，矿井通风方式为分区式（一、二采区为分列式），通风方法为抽出式。
掘进工作面采用局部通风机压入式通风。 （三）排水系统
＋1101首采工作面运输巷、回风巷副平硐运输巷下帮砌有水沟自流到地面。 ＋1038运输巷、＋1038回风巷、＋1082运输巷。＋1082回风巷、回风上山、轨道上山、运输上山、主井平硐一帮都砌有水沟自流到地面。 （四）提升、运输系统
1、提升机设备选型
本矿轨道上山采用JTPB-1.2×1.2P型绞车提升。担负＋1038掘进、＋1082掘进期间的出矸（煤）任务和运料任务。
2、信号系统
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轨道上山安装一套声光信号装置，信号设备型号为BAG2-127G （五）供电系统
矿井目前有双回路电源，来自松乐松太10KV变电所， 线路型号均为LGJ-75mm2。下井电压为10mYG。
矿井地面安装四台变压器，两台为风机专用变压器，两台为采掘工作面生产用变压器。两路10KV电缆到井下中央变电所。
第四节 危险源与风险分析
一、 重大危险源辩识
（一）、矿井瓦斯积聚或爆炸危险有害因素识别与评估
瓦斯是煤矿五大灾害之一，高浓度的瓦斯可以使人窒息，一定浓度下也可发生燃烧和爆炸。在煤矿生产过程中，首先应该采取措施和防止瓦斯积聚超限。当发生瓦斯积聚时，如不及时进行处理，对安全生产埋下隐患。如果在排放瓦斯时不按规定进行，采用“一风吹”的方法，一方面可能造成巷道风流瓦斯浓度超限，影响生产；另一方面，排放浓度可能达到爆炸界限，遇到火源，就会引起瓦斯爆炸。排放后，在恢复供电时，如不检查瓦斯浓度，随意供电，同样会造成瓦斯事故。可造成重大人员伤亡、甚至矿井毁坏的严重后果。
我矿为高瓦斯矿井。必须以“通风可靠、抽采达标、监控有效、管理到位”十六字管理体系为指导，加强通风管理，防治瓦斯事故的发生，但由于管理疏忽或以下情形仍存在重大危险：
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