2011太原理工大采矿工程毕业设计

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　 山西太原理工大函授人员 本 科 毕 业 设 计

　 题

　目：山西乡宁焦煤集团申南凹焦煤有限公司 60 万吨/年矿井初步设计

　姓

　名：

　学

　号：

　学

　院：太原理工大学继续教育学院

　专

　业：采 矿 工 程

　 班

　级：

　 指导教师：

　 职

　称：教

　 授

　 完成日期：

　摘

　要

　本设计阐述了学生在山西乡宁焦煤集团申南凹焦煤有限公司煤矿实习的主要内容，多次体验了煤矿井下的作业环境、矿井开拓、衔接、协调、控制和采煤方法。根据学院毕业设计大纲要求，本设计内容共分为 8 部分，即井田概况；井田开拓；大巷运输及设备；采区布置及装备；通风和安全；矿井主要设备；建井工期；技术经济。设计后附参考文献目录。

　 关

　键

　词

　安全；作业环境；井田开拓；采煤方法。

　前

　言

　山西乡宁焦煤集团申南凹焦煤有限公司煤矿井田位于山西省乡宁县管头镇铺上沟一带，隶属乡宁县管头镇辖区。矿井始建于 1992 年，1995 年底投产，2000 年 12 月份颁发了采矿许可证，证号为，批准开采 2 号煤层，开采面积,2005 年换发了采矿许可证，证号为 4，批准开采煤层及面积不变。2006 年 1 月申请扩界，2007 年 5 月山西省国土资源厅颁发了扩界后采矿许可证，证号为，批准开采 2 号煤层，批准开采面积；于 2010年资源整合为单保矿井，采矿许可证号为 C2，批准开采 2 号至 10 号煤层，批准开采面积。目前正在申请再次扩界，两次扩界后，井田南北长约，东西宽约，井田面积。2010年 12 月山西省煤炭工业局换发的煤炭生产许可证，证号为 0292，证载设计生产能力 110万吨/年，近两年井下回采至倾角较大区域，实际生产能力 60 万吨/年。

　为合理开发矿井资源，同时遵守国家标准化、规模化、生产经营战略和本设计大纲要求，编制本设计。

　 目

　录

　摘

　要Ⅱ

　Ⅲ

　1 5

　第一章

　矿井概况

　第一节

　井田地质特征

　一、井田 地理位置及交通条件

　1.井田地理位置 山西乡宁焦煤集团申南凹焦煤有限公司煤矿井田地处山西河东煤田东南部，位于乡宁县管头镇铺上沟一带，其地理坐标为：北纬 36°03′27″至 36°05′05″，东经110°56′40″至 111°00′00″。

　2. 交通条件 公司煤矿工业场地距乡宁县城约 22km。乡宁—台头—临汾一级公路从矿井工业场地南约 2km 东西向通过。距襄汾 50km，距临汾 80km，向东 50km 可在临汾市西与霍州—侯马一级公路及与国铁平行的大（同）—运（城）高速公路相接，北上可达太原，南下经侯马、运城、永济，过黄河可进入陕西。该区尚无铁路通达，矿井工业场地南约 2km为临汾—吉县高速公路，矿井距南同蒲铁路侯马站 60km。

　综上所述，矿井交通运输比较便利。

　山西乡宁焦煤集团申南凹焦煤有限公司交通位置见图 1-1 二、地质勘探程度

　本设计所依据的地质报告是在乡宁矿区详查地质报告、台头井田精查勘测探及煤矿补充勘探成果的基础上编制而成，可为煤矿生产、设计提供一定的依据。但由于勘查阶段及范围的不统一性，在井田中部及北部约占扩界后井田面积一半以上的区域勘查情况程度较低，应补充勘查。煤矿扩区东部位于台头精查区西部 C 级储量区内，2 号煤层共获得探明的（111b）、控制的（122b）、推断的（333）资源量。其中原矿区获得探明的储量（111b）、控制的（122b）、扩区获得控制的（122b）储量，推断的资源量。

　三、井田的水文地质情况及主要地质构造的分布情况

　1.井田的水文地质情况 1）含水层

　矿区及周围地带含水层，根据岩层含水性特征划分的含水层自下而上有：

　（1）中奥陶统峰峰组石灰岩溶隙含水层 奥灰岩溶地下水是煤系地层下伏的主要含水层。出露于矿区东部及东南部，岩溶发育，见有溶洞，向西进入本区而隐伏于石灰、二迭系地层之下，由于埋深增加，背向排泄地点，岩溶裂隙变成为发育弱至不发育，再由于奥灰地下水水位埋藏深，根据周围钻孔推断在本区水位标高在﹢500m 至﹢550m 左右，因此，一般对开采不会产生影响，但井田中、深部尚未进行地质勘探，且煤层埋藏较深，奥灰承压水静水位高程可能变化，开采前应对此进行详勘，生产时应予以重视。

　（2）太原组石灰岩溶隙含水层 含水层包括 K3、K2 石灰岩，K3 石灰岩厚度变化不大，裂隙不发育,为弱含水性，K2石灰岩为主要含水层，成为 9 号煤层顶板直接充水含水层，厚度 7m 左右，由于补给条件所限，且随埋深增大，富水性减弱，富水性与埋藏条件有关，一般含水性弱，606 号孔附近，用空压机抽干，抽水试验，单位涌水量只有，水位标高+，含水性极弱，因此，该层为含水性弱的裂隙含水层。

　（3）下石盒子组(K9、K8)砂岩裂隙含水层 砂岩含水层位于 1 号、2 号煤层以上，K8 砂岩成为煤层顶板直接充水含水层，厚度6m 左右，为灰色以石英为主的中粒砂岩，浅埋藏地带，风化裂隙发育，含水性较强，随埋深增加，风化裂隙减弱，含水性而减弱，606 号孔抽水试验，水位标高为+，单位涌水量仅为，表明含水性极弱，K9 砂岩位于煤层以上 50m 左右，含水情况与 k8 砂岩相似，因此，属含水性弱一中等裂隙含水层。

　（4）第四系砂砾孔隙含水层

　分布在山涧河谷地带，岩性为黄白色砂质粘土、亚粘土，砂砾层及砾石层，厚度变化大，由于大气降水和地表水补给条件较好，同时排泄条件也好，因此，埋藏厚度大时，将成为地下水较丰富的孔隙潜水含水层。

　 2）隔水层

　2 号煤层至 k2 石灰岩之间的隔水层，由致密的粉砂岩、泥岩组成，一般厚 65m 左右，具有良好的隔水性能，在无裂隙贯通的情况下，2 号煤层不与 K2 含水层发生水力联系。

　2 号煤层至风化裂隙带含水层之间的隔水层，主要由具可塑性泥岩、粉砂岩组成，各层砂岩层之间均有泥岩分布，一般厚度 2 米至数米不等，可起到良好的层间隔水作用。

　3）水文地质条件类型

　矿区为一倾向北西的单斜构造，主要可采 2 号煤层顶板直接充水含水层为 k8 砂岩裂隙水，含水性一般较弱，水文地质条件属于简单类型。

　 4）矿井充水因素分析

　（1）主要可采 2 号煤层以顶板 k8 砂岩充水为主，其次为开采过程中产生的塌陷裂隙带，使得局部地带与风化裂隙带发生水力联系，补给 k8 砂岩含水层而进入巷道。

　（2）矿区下伏区域主要含水层为奥灰岩溶水，由于该含水层地下水水位绝大部分低于 2 号煤层，一般条件下不致于对煤层开采有底板突水危险。

　（3）地表水对巷道的充水影响，区内地表水为季节性冲沟，雨季尚有水流且很小，不会对矿井产生影响。

　4）矿井涌水量预测

　本矿井充水来源为顶板砂岩裂隙水，或开采产生的塌陷裂隙与风化裂隙水沟通，大气降水为主要充水水源，因此，雨季排水量将有所增大应引起注意。

　根据邻近矿井井下涌水量情况，预计正常涌水量为 20m3/h，最大涌水量为 30m3/h。

　2.主要地质构造（断层、褶曲、陷落柱）的分布情况 本矿区位于河东煤田乡宁矿区北部，构造体系位置处于祁吕贺兰山字型构造前弧东翼内侧，区域地质应力的方向大体为北西—南东向的挤压。因此，形成了区内北东向的构造走向，本区地层基本上为一倾向北西的单斜构造。在矿区中部有一组规模不大的背、向斜构造。在矿区东南部沿北东走向有一急倾向带，宽度 400m 左右。在矿区西南部有一落差 35m 的逆断层，该断层走向北东倾向南东，区内无发现有陷落柱和褶曲，无岩浆岩活动，构造属简单类。

　图 1-1-1

　交通位置图 四、井田综合地质柱状图见

　附图六

　第二节

　煤层埋藏特征

　一、煤层赋存状况

　本区含煤地层包括石炭系中统本溪组、上统太原组及二叠系下统山西组和下石盒子组。其中太原组和山西组为主要含煤地层，太原组含主要可采煤层 10 号煤层和局部可采煤层 7 号煤层，山西组含主要可采煤层 2 号煤层和大部分可采煤层 3 号煤层，本溪组含局部可采煤层 12 号煤层，下石盒子组含 1～2 层薄煤层。山西组共含煤四层(1 上、1、2、3 号)，平均总厚 5. 70m,平均含煤系数%；平均可采总厚 5.22m，平均可采含煤系数%。本区太原组 6 号、7 号、10 号及 11 号煤层均尖灭，所以共含煤 2 层(8、9 号)，平均总厚，平均含煤系数%；平均可采总厚，平均可采含煤系数%。

　山西组 1 上、3 号煤层和太原组 8、9 号煤层均变化很大。

　 山西组 l-2 号煤层因层间砂体增厚而间距变大，2-3 号煤层间距稳定。详见煤层赋存特征表 1-2-1。

　本区自上而下的可采煤层(包括局部可采和个别点可采的煤层)为 1 上、1、2、3、9号等 5 层煤层。其中主要可采煤层为 2 号煤层。

　二、煤层围岩性质

　以下所述为 2 号煤层顶底板岩石性质 1．顶板岩石性质

　（1）基本顶：厚度为 12.8m 左右的粉砂岩，深灰色、灰黑色粉沙岩为主，夹灰色砂岩。

　（2）直接顶：厚度为左右的砂岩，局部有离层现象。

　（3）伪

　顶：厚度为左右的炭质泥岩，深灰色炭质泥岩为主，局部为粉砂岩。

　2．底板岩石性质 （1）直接底：厚度为左右的炭质泥岩，灰黑色，上部含砂量交小，含植物化石碎片。

　（2）基本底：厚度为 10m 及以上的中粒粉砂岩，灰白色，以石英为主，长石次之，夹泥质条带。

　三、煤层瓦斯等级

　据临汾市煤炭安全检测检验中心测定结果，相对瓦斯涌出量为，小于 10m3/，经计算绝对瓦斯涌出量为 min，小于 40m3/min,属低瓦斯矿井。

　四、煤的自燃情况

　据矿井 2 号煤层煤样测试结果，吸氧量（cm3/g）,自燃等级 II 级，自燃倾向性属自燃。

　五、煤的爆炸性及爆炸指数

　据矿井 2 号煤层煤尘爆炸性试验结果，火焰长度为 50 ㎜，最低岩粉用量为 60%，2号煤有爆炸性性；爆炸指数为 7%。

　六、煤的工业分析、牌号及其用途

　1．煤的工业分析 （1）水分：2 号煤层原煤空气干燥基水分含量平均为%，精煤空气干燥基水分含量平均为%； （2）灰分：2 号煤层原煤干燥基灰分—%，平均为%，属中灰煤。精煤干燥基灰分为—%。平均为%； （3）挥发分：2 号煤层精煤干燥无灰基挥发分（Vdaf）； （4）胶质层厚度：2 号煤层原煤干燥基胶质层最大厚度（y）； （5）粘结指数：2 号煤层原煤干燥基粘结指数（G）40-82； （6）硫磷含量：2 号煤层原煤干燥基全硫含量，平均为%，属特低硫煤，精煤干燥基全硫含量，平均为%；2 号煤层原煤干燥基磷含量平均为%，属低磷煤。

　（7）发热量：2 号煤层干燥无灰基弹筒发热量为，属高发热量煤。

　2．煤的牌号及其用途 （1）煤的牌号：区内 2 号煤层煤类有焦煤（优质主焦煤）、瘦煤两种。

　（2）用

　途：发热量高煤、中等粘结性煤、极易选煤、炼焦冶金。

　七、煤层赋存特征表

　表 1-2-1

　煤层赋存特征 时

　代

　煤层

　编号

　煤层厚度

　煤层间距

　夹石

　顶板岩性

　可采性

　稳定性

　最小- - 最大

　平均

　最小- - 最大

　平均

　底板岩性

　 山

　 西 组 P 1s

　1 上

　-

　 -

　 -

　 0 泥

　岩 粉砂岩 仅102号 孔可采 不稳定 1

　 粉砂岩 泥

　岩 局部开采 不稳定 2

　 泥

　岩 泥

　岩 全区可采 稳

　定 3

　 泥

　 岩 细粒砂岩 仅102号 孔可采 不稳定 太 原 组 8

　 0 石灰岩 泥

　岩 不可采 不稳定 9

　 石灰岩 粉砂岩 局部开采 不稳定

　 八、的工业分析表

　表 1-2-2

　煤的工业分析表 序号

　分析成分

　代码

　煤

　种

　分析结果

　备

　注

　1 水分 Mad 原煤 % - 精煤 % 2 灰分 Aad 原煤 % 中灰煤 精煤 % - 3 挥发分 Vdaf 精煤

　胶质层 Y 原煤 -12.8mm - 5 粘结指数 G 原煤 40-82 中等粘结 6 硫磷含量 S\P 原煤 %/% 低硫\低磷 精煤 %/0 - 7 发热量 MJ 原煤

　高发热量 九、煤层柱状图

　附图七

　 第二章

　井田开拓

　第一节

　 井田境界及储量 一、井田境界 根据山西省国土资源厅 2009 年 11 月颁发的《采矿许可证》 （证号：C4），井田范围由以下 7 个拐点座标连线圈定：

　点号 80 西安坐标系 6°带 54 北京坐标系 6°带 X Y X Y 1

　.53

　.00

　2

　.56

　.00 3

　.57

　.00 4

　.57

　.00 5

　.58

　.00 6

　.59

　.00 7

　.55

　.00 井田为不规则多边形，北南宽约 7270m，东西长约 5175m，井田面积，批采标高960-500m。井田东北与山西乡宁焦煤集团申南凹焦煤有限公司相邻，西南与山西乡宁焦煤集团惠源焦煤有限公司相邻。东部与山西乡宁焦煤集团元甲煤业有限公司相接。

　二、资源储量 ㈠资源/储量 1、储量计算范围和工业指标 ⑴储量计算范围 根据山西省煤炭地质公司 2011 年 8 月提交的《山西省乡宁县台头煤焦有限责任公司兼并重组整合矿井地质报告》，估算范围以井田边界、可采边界划定，井田内批采 1-9号煤层，其中 1 上、1、2、3 号煤层为稳定可采煤层，9 号煤层为较稳定大部可采煤层，其他均为零星可采或不可采煤层。本次对井田内的 1 上、1、2、3、9 号煤层进行了资源/储量估算。1 上号煤层估算面积为；1 号煤层估算面积为；2 号煤层估算面积为；3 号煤层估算面积为；9 号煤层估算面积为。煤层最深处为井田西南部，标高约 410m，煤层最高处为井田东部，标高约 1040m。

　⑵工业指标的确定 井田内批采煤层均为炼焦用煤。地层大部分较平缓，倾角 5°-18°。依据中国国土资源部 2002 年颁布的 DZ/TO215～2002《煤、泥炭地质勘查规范》，其资源/储量估算指标如下表：

　资源/储量估算工业指标

　 煤类 最低厚度 （m）

　最高灰分（Ad）(%）

　最高硫分（）( %）

　瘦煤、焦煤、

　40 3

　贫瘦煤 本井田 1 上、1、2、3 号煤层为优质炼焦用煤，为了合理利用煤炭资源，本次将 1上、1、2、3 号煤层最低厚度定为, 9 号煤层(高硫煤) 最低厚度定为。

　⑶各煤层视密度如下：

　1 上号煤层：m3

　1 号煤层：m3

　2 号煤层：m3

　3 号煤层：m3

　 9 号煤层：m3 ㈡地质资源/储量 批采的 1 上、1、2、3 号煤层保有资源/储量（111b+122b+333）12698 万 t，其中探明的经济基础储量（111b）6948 万 t，占保有资源/储量的%，控制的经济基础储量（122b）3656 万 t，探明的经济基础储量+控制的经济基础储量（111b+122b）10604 万 t，占保有资源/储量的%，推断的内蕴经济资源量（333）2094 万 t。详见表 2-1-1。

　先期开采地段批采的 1 上、1、2、3 号煤层保有资源/储量（111b+122b+333）10997万 t，其中探明的经济基础储量（111b）6948 万 t，占保有资源/储量的%，控制的经济基础储量（122b）2952 万 t，探明的经济基础储量+控制的经济基础储量（111b+122b）9900 万 t，占保有资源/储量的%，推断的内蕴经济资源量（333）1097 万 t。先期开采地段批采的 1 上、1、2、3 号煤层达到勘探程度。详见表 2-1-2。

　9 号煤层（高硫煤）保有资源量（2S11+2S22+333）2862 万 t。详见表 2-1-3。

　资源/ / 储量估算结果汇总表

　 表 2-1-1 煤层 煤类 资

　源

　/

　储

　量

　 (万 t) 333 122b 111b111b  （%）

　333 122b 111b122b 111b  （%）

　111b 122b 333 其中蹬空区 111b+122b+333 111b 122b 333 1 上

　JM 105 34 67

　206

　 SM 303 237 88

　628

　 小计 408 271 155

　834

　 1 JM 1495 703 462

　2660

　 SM 676 321 136

　1133

　 小计 2171 1024 598

　3793

　 2 SM 2556 1001 157

　3714

　 PS 687 729 801

　2217

　 小计 3243 1730 958

　5931

　 3 JM 89 49 122

　260

　SM 803 471 234

　1508

　 PS 234 111 27

　372

　 小计 1126 631 383

　2140

　 合计 JM 1689 786 651

　3126

　 SM 4338 2030 615

　6983

　 PS 921 840 828

　2589

　 总计 JM+SM+PS 6948 3656 2094

　12698

　 先期开采地段资源/ / 储量估算结果汇总表

　表 2-1-2 煤层 煤类 资

　源

　/

　储

　量

　 (万 t) 333 122b 111b111b  （%）

　333 122b 111b122b 111b  （%）

　111b 122b 333 其中蹬空区 111b+122b+333 111b 122b 333 1上

　JM 105 34 20

　159

　 SM 303 161 20

　484

　 小计 408 195 40

　643

　 1 JM 1495 679 289

　2463

　 SM 676 167 38

　881

　 小计 2171 846 327

　3344

　 2 SM 2556 849 75

　3480

　 PS 687 542 457

　1686

　 小计 3243 1391 532

　5166

　 3 JM 89 26 19

　134

　 SM 803 383 152

　1338

　 PS 234 111 27

　372

　 小计 1126 520 198

　1844

　合计 JM 1689 739 328

　2756

　 SM 4338 1560 285

　6183

　 PS 921 653 484

　2058

　 总计 JM+SM+PS 6948 2952 1097

　10997

　 高硫煤资源量估算结果汇总表

　表 2-1-3

　煤层 煤类 资

　源

　量

　 (万 t) 2S22 2S22+333 （%）

　2S11 2S22 333 2S11+2S22+333 9 SM

　791 303 1094

　PS

　1088 680 1768

　合计 SM+PS

　1879 983 2862

　㈢矿井工业资源/储量 矿井工业资源/储量＝111b+122b+333k＝6948+3656+2094×

　 ＝万 t

　 （其中可信度系数 k 值取）

　矿井工业资源/ / 储量计算汇总表

　 表 2-1-4 煤层号 煤 类 资源/储量（万 t）

　111b+122b++333× 111b 122b 333 合计 1 上

　JM、SM 408 271 155 834

　1 JM、SM 2171 1024 598 3793

　2 SM、PS 3243 1730 958 5931

　3 JM、SM、PS 1126 631 383 2140

　合计 6948 3656 2094 12698

　㈣矿井设计资源/储量 矿井设计资源/储量=矿井工业资源/储量‐永久煤柱损失；

　永久煤柱损失=井田境界煤柱+村庄煤柱+断层煤柱+防水煤柱＋地面建（构）筑物煤柱等； 经计算，矿井设计资源/储量为万 t

　 矿井设计资源/ / 储量汇总表

　 表 2-1-5 煤 层 号 工业 储量 （万 t）

　永久煤柱（万 t）

　设计?资源/储量（万 t）

　井界?煤柱 公路 煤柱 断层?煤柱 村庄 煤柱 合计 1 上

　 1

　2

　 4950 3

　合计

　2002

　㈤矿井设计可采储量 采区回采率按《煤炭工业设计规范规定》，薄煤层取 85%，中厚煤层取 80%。

　设计可采储量计算根据公式：ZK=(ZG-P)·K 式中：

　ZK——设计可采储量， 万 t； ZG——设计资源/储量，万 t； P——永久煤柱损失量，万 t； K——采区回采率。

　计算得设计可采储量为万 t。

　矿井可采储量计算结果见表 2-1-6。

　 矿井设计可采储量汇总表

　 表 2-1-6

　 煤层号 矿井设计储量 （万 t）

　开采保护煤柱损失（万 t）

　开采损失 （万 t）

　可采储量 （万 t）

　井筒工业场地 主要巷道 合计 1 上

　 53 89 142

　 1

　259 339 598

　2 4950 363 540 903

　 3

　188 276 464

　 合计

　863 1244 2107

　 三、安全煤柱 井田内需留设永久安全煤柱的有：井田境界、断层、村庄等。

　1、地面建（构）筑物（公路、村庄等）、工业场地、井筒安全煤柱的留设按《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》的有关规定留设，围护带宽度，按其保护等级留设。表土层及基岩厚度参照实际揭露及邻近钻孔资料确定。表土段移动角取 45°，基岩段岩层水平移动角δ取 72°，上山移动角γ取 72°，下山移动角β取72°～α（α为煤层倾角）。

　2、断层安全防水煤柱的留设计算：

　3p0.5

　kpL KM 

　式中：

　L——煤柱留设的宽度，m； K——安全系数，一般取 2—5； M——煤层厚度或采高，m； P——水头压力，MPa； Kp——煤的抗拉强度，MPa。

　根据相关经验公式计算，最后确定断层煤柱按 50m 留设。

　3、井下巷道煤柱留设：

　1M H (2.5 0.6 )Sf 式中：

　S1——巷道保护煤柱的水平宽度，m； H——巷道的最大垂深，m； M——煤层厚度，m； f——煤的强度系数。

　1H M (2.5 0.6 ) 300 (2.5 0.6 2.65)24.8mf 2S     

　大巷之间及大巷两侧各留设 40m。

　4、其他煤柱留设宽度：井田境界煤柱留 20m，采区边界煤柱留设为 20m。

　第二节

　 矿井设计生产能力及服务年限 一、矿井工作制度 矿井设计年工作日为 330d，每天四班作业(其中三班生产，一班检修)，每日净提升时间为 16h。

　二、矿井生产能力的确定 矿井设计生产能力的确定主要受下列因素的影响：

　⑴井田煤层赋存条件、开采技术条件、井田储量、煤质、地面建井条件； ⑵煤炭外运条件、市场供需关系及矿井建设资金； ⑶对本矿井而言，矿井地面地形条件、矿井初期投入资金及煤炭地面运输条件是制约矿井设计生产能力的重要因素。

　从本矿井煤炭储量分析，本井田设计可采储量为，若按 a 开采规模开采，其服务年限可达年。因此，从矿井煤炭储量分析，该矿为资源整合单独保留矿井，其生产规模确定为 a 是适中的。

　从另一方面分析，设计本着减少初期投资、以矿养矿滚动发展的原则，同时考虑了目前的煤炭产业政策和矿方现有的资金条件，认为矿井初期规模不宜过大。同时根据山西省煤炭工业厅晋煤规函【2011】1296 号文，同意该矿生产能力由 a 调整变更为 a。因此，结合矿方委托，确定矿井设计生产能力为 a。

　2、矿井服务年限的计算 矿井服务年限按下式计算

　 ZK T=——————

　A·K 式中：

　T——服务年限，a； ZK——设计可采储量，Mt； A——矿井设计生产能力，Mt/a； K——储量备用系数，取。

　则矿井服务年限:

　T=—————=(a)

　 × 第三节

　 井田开拓 一、井田地质构造、老窑范围 、煤层及水文等条件对开采的影响 井田内煤层埋藏较深，井田内发育有一系列次级褶曲及断裂构造，未发现陷落柱，火成岩侵入等地质构造；无老窑；1 号煤层顶板为砂质泥岩，中细粒砂岩，底板为砂质泥岩、细砂岩；2 号煤层顶板为泥岩、砂质泥岩、砂岩和细砂岩；底板为泥岩、粉砂质泥岩；3 号煤层顶板为砂质泥岩；底板为细砂岩。上组煤各煤层一般无奥灰突水危险性。地质构造及水文地质条件对煤层开采无影响。

　二、开拓方案 ㈠井口与工业场地位置的选择 井田内地形较复杂，工业场地选择比较困难，目前主斜井、副斜井及一号回风立井均已建成，设计新掘二号回风立井，井口及工业场地均位于井田西南部的刘家沟村附近。场地内水、电、路、通讯等基础设施均已形成，已建成办公楼联合建筑、机修间、储煤筒仓、选矸楼、绞车房、选煤厂等建筑，为了充分利用已有设施，节省投资，设计确定利用原有的工业场地。该工业场地距离乡宁—台头—临汾公路较近，距乡宁县城仅 12km。该场地位置合理,比较宽阔,完全可以满足矿井今后发展要求。

　㈡井田开拓 1、确定开拓方式的主要原则 ⑴建井工期短。

　⑵生产系统简单，安全、可靠。

　⑶投产采区布置在井底车场附近。

　⑷初期投资省，运营费用低，生产效率高。

　2、井田开拓方式 ⑴煤层分组及水平划分 井田内从上到下赋存的可采煤层依次为 1 上号煤、1 号煤、2 号煤层、3 号煤、9 号煤层，其中：1 上号煤层厚～，平均，为稳定大部可采煤层；1 号煤层厚度～，平均，为稳定全区可采煤层；2 号煤层厚～，平均厚，为全区稳定可采煤层；3 号煤层厚～，平均厚，为属稳定大部可采煤层；9 号煤层厚度～，平均厚度，为较稳定大部可采煤层。1 上号煤层下距 1 号煤层，1 号煤下距 2 号煤层，3 号煤层上距 2 号煤层，3 号煤层下距9 号煤层。

　根据煤层厚度、间距、赋存范围等特征，设计考虑两个水平开拓，1 号煤、2 号煤、3 号煤划分为上组煤，即一水平，水平标高+790m，主要大巷设在 2 号煤层，1 号煤与 2号煤采用采区联合布置开采，1 上、1 号煤采用工作面联合开采；2、3 号煤采用工作面联合开采；二水平设在 9 号煤层。由于 9 号煤为暂不能利用储量，根据业主意见，暂不考虑开采，因此设计重点进行一水平的开发设计。

　⑵开拓方案特征论述 鉴于目前本矿已经基本建成，利用原主、副斜井及一号回风立井和新掘二号回风立井开拓，因此，只对井下大巷布置做比较，副斜井落底在 2 号煤，落底标高+790m,布置1 号煤甩车场和 2 号煤井底平车场及硐室，现均已形成。

　根据煤层赋存特征，生产规模及工程施工现状，针对井下大巷布置提出了两个井田开拓布置方案，各方案特征如下：

　方案一 为节省投资，充分利用已有的工业场地及井下已施工的工程，即工业场地仍在刘家沟内。采用主、副斜井、一号进风立井和二号回风井开发全井田，各井口均布置在同一工业场地内。

　主斜井井口标高为+,井底标高为+,井筒倾角 25°，斜长 960m。井筒断面为直墙半圆拱形，净宽，净高，净断面积。

　副斜井井口标高+1124.181m，（轨面标高），井底标高+790 m，井筒倾角 23°，

　斜长 855m。井筒断面为直墙半圆拱形，净宽 3m，净高 3.1m，净断面积 8.31m2。

　一号回风立井改做进风井，井口标高+ m,井底标高+ m,垂深 297m，井筒直径φ，净断面积。

　新掘二号回风立井井口标高+ m,井底标高+ m,垂深 325m，井筒直径φ，净断面积。

　主斜井井底标高为+758 m,设井底煤仓、清理撒煤斜巷与东翼轨道巷连通。井底煤仓采用上仓式，直径 8m，垂深 34m,煤仓容量 1000t。副斜井在+810m 水平布置甩车场；落底后，在+790m 水平布置井底车场，中央水泵房、中央变电所等硐室。

　1 上、1、2 号煤层和 3 号煤层联合开采，主运输水平设在 2 号煤层，大巷分煤层布置，即 1 号煤层布置两条大巷，分别为 1 号煤轨道大巷，1 号煤回风大巷；2 号煤布置三条大巷，分别为 2 号煤运输大巷，2 号煤轨道大巷，2 号煤回风大巷，3 号煤层不设大巷和采区巷，利用 2 号煤层采区巷进行开采。1 上号煤层利用 1 号煤层采区巷道开采。

　全井田上组煤划分为七个采区，即 101、102、103、104、105、106、107 采区,首采工作面位于 101 采区采区，采区接替依次为 101、102、103、104、105、106、107 采区。初期通风方式采用中央并列式，即主、副斜井进风，一号、二号回风立井回风，两个回风立井服务 101、102、103、104 采区。后期在井田北部 601 钻孔新开凿三号回风立井，作为矿井的后期回风井及安全出口，服务于 105、106、107 采区。

　方案二 本方案井筒形式、水平划分、2 号煤大巷布置等基本与方案一相同，不同之处：方案二 1 号煤只设回风大巷，主运输及辅助轨道运输均利用 2 号煤大巷；方案二采区划分及采区巷道布置与方案一也不相同。方案一 101、102、105 采区为双翼采区、103、104、106 采区为单翼采区。方案二 102、104、106 采区为单翼采区，101、103、105 采区均为双翼采区。

　㈢方案比较 方案的技术、经济比较见表 2-3-1。

　井田开拓方案经济技术比较表

　表 2-3-1

　方案一 方案二 方案一比方案二 经济比井巷开拓 工程量 （m）

　62130 70837 -8743

　较 投资 （万元）

　技术比较 优

　 点 1、102 采区下上布置，对井田西南部煤层倾角变化大，比较合适，有利于安全生产。

　2、开采 1 上 煤层，少掘岩石联络斜巷，减少准备工程量，便于施工。

　3、主要采区 102、103、104采区顺槽长度在 1200-1500m能充分发挥综采设备效益，减少工作面搬家次数。

　4、辅助运输系统简单环节少，有利于安全生产管理。

　1、104 采区为双翼采区，顺槽长度达1900m能充分发挥综采设备效益

　 缺

　 点 1、103 采区为条带开采，顺槽相对较短，且对周边后期巷道有影响。

　1、102 采区煤层倾角变化大，坡度在 10-17°，对条带式工作面布置不合适。

　2、辅助运输大巷均设在 2号煤层，1 上 煤层回采时，辅助运输存在反向运辅，多一个环节。

　3、采区工作面联络岩石斜巷多，不利于采掘准备。

　4、辅助运输环节较复杂，不利于安全生产管理。

　综上所述， 102 采区煤层倾角大，条带式布置不合适，设计本着充分利用已有工程的原则推荐方案一。

　三、井口数目和位置的选择 主斜井（已有工程）：井口坐标 X=,Y=.485m,井口标高为+，井底标高为+758m，井筒倾角 25°，斜长 960m。井筒断面为直墙半圆拱形，井筒净宽，净高，净断面，巷道底板铺设 150mm 厚的混凝土，其内铺设带宽 1200 mm 强力胶带输送机和检修轨道，并装备运人猴车，设有行人台阶、扶手，敷设有排水、消防洒水管路及压风管路、动力、通风信号电缆的敷设。主要用于煤的提升、人员上下、进风和安全出口。

　副斜井（已有工程）：井口坐标 X=,Y=.497m,井口标高为+（轨面标高），井底标高为+790m，井筒断面为直墙半圆拱形。井筒净宽，净高， 净断面，倾角 23°，其内铺设600mm 轨距单轨，钢轨为 30kg/m。设有行人台阶、扶手，主要用于下放材料、设备、进风井及安全出口。

　一号进风立井（已有工程）：井口坐标 X=，Y=.550m，井口标高为+，井底标高+,垂深 297m。井筒净直径φ， 净断面，采用混泥土砌碹支护。

　二号回风立井（设计工程）：井口坐标 X=，Y=.085m，井口标高为+，井底标高+,垂深 325m。井筒净直径φ， 净断面，采用混泥土砌碹支护，敷设瓦斯抽放管路，主要用于矿井回风和安全出口。

　四、水平标高及大巷布置

　本矿井初期 1 号及 2 号煤同时开采，主运输水平设在 2 号煤层，水平标高+790m。

　设计本着“多做煤巷少做岩巷”的原则，大巷沿煤层倾斜或水平方向分煤层布置，即 l 号煤布置两条大巷，分别为 1 号煤轨道大巷、l 号煤回风大巷；2 号煤布置三条大巷，分别为 2 号煤运输大巷、2 号煤轨道大巷、2 号煤回风大巷。

　运输大巷采用半圆拱断面，锚喷支护，净断面为，净宽，净高。沿煤层掘进，担负井下煤炭运输、进风及运人任务。

　轨道大巷采用半圆拱断面，锚喷支护，净断面为，净宽，净高。沿煤层掘进，担负井下辅助运输及进风任务， 1 号煤回风大巷为已有工程，矩形断面，锚喷支护，净断面为 10.5m2，净宽 3.0m，净高 3.5m。沿煤层掘进，担负回风任务。

　2 号煤回风大巷为采用半圆拱断面，锚喷支护，净断面为 19.9m2，净宽 5.2m，净高4.4m。沿煤层掘进，担负回风任务。

　五、采区划分及开采顺序 1、采区划分 按照矿井的开拓布署，本着合理集中开采，简化开采工艺有利于机械化开采，并保证接续的原则，根据煤层赋存条件，煤柱留设等的影响，将井田划分为 7 个采区，1、2号煤采区划分相同，即 101、102、103、104、105、106、107 七个采区。

　2、开采顺序 根据各煤层储量、厚度及煤层间距，设计采用下行开采顺序，先采上组煤，后开采下组煤。同一煤组中，先采上层煤，再采下层煤。当煤层间没有压茬关系时，上下煤层可同时开采。采区间采用前进式开采顺序，由靠近主斜井、副斜井井底车场的采区向井田边界推进，由近及远开采。工作面采用后退式回采。矿井移交生产时，首先开采 10l

　采区。采区接替依次为 101、102、103、104、105、106、107 采区。

　六、关于下组煤的开拓意见 井田下组的 9 号煤层上距 2 号煤层约 50m 左右，根据煤层赋存条件，并结合矿井生产能力，设计考虑 9 号煤层辅助运输通过在 2 号煤井底车场作暗斜井至下组 9 号煤，回风通过延深回风立井进入下组 9 号煤；主运输通过 9 号煤层的带式输送机大巷经暗斜井由 2 号煤带式输送机大巷搭接，再进入井底煤仓经主斜井运至地面。

　七、迁村情况及评述 井田范围内共有 10 个村庄。因分布不集中，设计考虑刘家沟前半村与工业场地煤柱共用，胡村、南胡村、阳家山、宋家沟等村庄与井田边界煤柱共用。另外该矿已和乡宁县管头镇胡村村委达成协议，对陈家沟自然村和刘家沟后半村进行整体搬迁。搬迁工作现已开始。

　此外，本次设计考虑开采后期对白家山自然村进行搬迁。矿方可根据实际情况尽早协调搬迁具体事宜。

　该矿工业场地占地等已与地方政府协商，已得到当地政府的同意，并办理土地使用手续。

　第四节

　 井

　筒 一、井筒用途、布置及装备 根据开拓布置，矿井移交生产时布置四个井筒。

　1、主斜井：井口坐标 X=3989296.093m,Y=19492571.485m,井口标高为+1123.309m，井底标高为+758m，落底 2 号煤。井筒倾角 25°，斜长 960m。井筒断面为直墙半圆拱形，井筒净宽 4.7mm，净高 3.45mm，净断面 13.84m2，采用混泥土砌碹支护，巷道底板铺设150mm 厚的混凝土，其内铺设带宽 1200 mm 强力胶带输送机和检修轨道，并装备运人猴车，敷设有排水、消防洒水管路及压风管路、动力、通风信号电缆的敷设。主要用于煤

　的提升、人员上下、进风和安全出口。主斜井断面见图 2-4-1。

　2、副斜井：井口坐标 X=3989362.322m,Y=19492540.497m,井口标高为+1124.181m（轨面标高），井底标高为+790m，落底 2 号煤。井筒断面为直墙半圆拱形。井筒净宽3.0m，净高 3.1m，净断面 8.31m2，采用混泥土砌碹支护，倾角 23°，其内铺设 600mm轨距单轨，钢轨为 30kg/m。设有行人台阶、扶手，主要用来下放材料、设备、进风井及安全出口。副斜井断面见图 2-4-2。

　3、一号回风立井：改做进风井。井口坐标 X=3989226.303m，Y=19492591.550m，井口标高为+1119.244m，井底标高+822.550m,垂深 297m；落底 1 号煤。井筒净直径φ3.5m， 净断面 9.62m2，采用混泥土砌碹支护。进风立井断面见图 2-4-3。

　4、二号回风立井：井口坐标 X=3989182.839m，Y=19492617.085m，井口标高为+1122.120m，井底标高+796.9m,垂深 325m，落底 2 号煤。井筒净直径φ6.0m， 净断面28.26m2，采用混泥土砌碹支护，敷设瓦斯抽放管路，主要用于矿井回风和安全出口。回风立井断面见图 2-4-4。

　5、三号回风立井：井口坐标 X=3991486.731m，Y=19493826.430m，井口标高为+1285.000m，井底标高+825.0m,垂深 460m。井筒净直径φ6.0m， 净断面 28.26m2，采用混泥土砌碹支护，其内装备梯子间，主要用于矿井后期回风和安全出口。后期回风立井断面见图 2-4-5。

　二、井筒结构 主斜井基岩段采用锚网喷支护,表土段采用混凝土砌碹支护，支护厚度:表土段400mm，基岩段 150mm。

　副斜井采用料石砌碹,砌碹厚度:表土段 300mm，基岩段:300mm。（已有工程）

　一号回风立井改做进风井，混凝土砌碹,砌碹厚度:表土段:700mm，基岩段:350mm。（已有工程）二号回风立井用混凝土砌碹,砌碹厚度:表土段:700mm，基岩段:300mm。

　井

　筒

　特

　征

　表

　 表 2-4-1 井

　筒

　名

　称 主斜井 副斜井 一号 进风立井 二号回风立井 三号回风井 （后期）

　井

　纬距

　口 经距.485 .497 .550 .085 .43 井口标高（m）

　提升方位角 237° 233°

　井筒倾角 25° 23° 90° 90° 90° 井筒深度或 960 855 297 325 460 井筒直径或宽/度（m）

　净

　 φ φ φ 掘进

　筒断面 （m2 ）

　净

　掘进

　砌壁

　厚度 400/150 300/300 700/350 500/400 500/400 材料 砼碹/锚喷 荒料石砌碹 混凝土砌碹 混凝土砌碹 混凝土砌碹 井筒装备 强力胶带运输机检修单钩串车

　梯子间 梯子间 备

　注 行人台阶 及扶手 行人台阶 及扶手

　 第五节

　 井底车场及硐室 一、井底车场型式的选择 根据开拓布置、井筒提升方式和大巷运输方式,副斜井 1 号煤井底车场为甩车场；2号煤井底车场为平车场。

　根据已确定的主、副井提升方式，井下大巷主辅运输方式，煤炭运输

　利用大巷或上、下山带式输送机将煤运入井底煤仓，再经主斜井带式输送机运至地面。地面下井的设备、材料由副斜井单钩串车下放至井底车场，根据矿井开拓方式，主水平设于 2 号煤，1 号煤设甩车场，两车场均设高低道，空车线长度为 2—3 钩车长，车场内铺设单轨道型为 30kg/m 钢轨，轨距 600mm。井下大巷辅助运输初期由调度绞车牵引 1t 系列矿车，每

　列车长按 4 个矿车考虑。后期选用 8t 蓄电池电机车牵引 1t 矿车运输。井底车场主要硐室如消防材料库、电机车修理间设在 2 号煤车场水平，l 号煤不设。正常生产期间所使用的材料如消防材料等通过串车提升至 l 号煤水平甩车场进入 1 号煤各使用地点。

　二、井底车场空、重车线长度的确定

　副斜井为辅助提升井，装备单滚筒绞车单钩串车提升。主水平设于 2 号煤，1 号煤设甩车场，两车场均设高低道，空重车线长度为 2-3 钩车长，车场内铺设 30kg/m 型钢轨，轨距 600mm。低道重车线存放待提矸石车坡度 9‰，高道空车线存放下井的材料车，坡度 11‰。调车方式:初期人工推车，后期采用蓄电池电机车调车。

　车场通过能力经计算满足《煤炭工业矿井设计规范》要求。

　三、井底车场硐室 2 号煤井底车场及附近布置的主要硐室有井底煤仓、等候室、电机车修理间、清理撒煤硐室、管子道、中央水泵房、中央变电所、消防材料库、井下爆破材料发放硐室、永久避难硐室等。

　井底煤仓上口位于 2 号煤车场水平，煤仓直径 8m，有效容量 1000t，煤仓上口与大巷带式输送机机头硐室相连，同时设有检修联络巷，煤仓下口与主斜井、撒煤清理硐室相通。主井井底清理撒煤硐室设在井底车场水平以下，井底撒煤汇集于井底沉淀后，用1t 矿车经绞车提至井底车场水平再经副斜井提至地面。

　井底水仓有效容量按照可容纳矿井 8h 的正常涌水量(100m3/h)计算，水仓装满系数按照计算。水仓长度约为 200m，水仓净断约,容量为 1600m3,水仓采用混凝土砌碹支护。

　四、井底车场主要巷道和硐室的支护及支护材料 井底车场巷道：采用半圆拱形断面，锚喷支护。

　主变电所、水泵房及井底水仓，采用半圆拱形断面，砼碹支护。

　车场巷道及硐室工程量见表 2-5-1。

　 井底车场巷道及硐室工程量表

　表 2-5-1 顺序 巷道或硐室名称 支护方式 巷道长度（m）

　断面积 掘进体积（m3 ）

　备注 净 掘进

　1 1 号煤甩车场 锚网喷 95 19

　2023

　2 井底车场 锚网喷 170 19

　3621

　3 中央变电所 砼碹 30

　 630

　4 中央水泵房 砼碹 25

　 521

　5 通道 砼碹 40

　 332

　6 管子道 锚喷 40

　 371

　7 井底水仓 砼碹 200

　 1768

　8 消防材料库 锚网喷 20

　 390

　9 爆破材料发放硐室 砼碹 30

　 186

　10 等候室 砼碹 25

　 142

　11 井底煤仓 砼碹 34

　 1838

　12 胶带机头硐室 砼碹 30

　 500

　13 清理撒煤斜巷 锚网喷 50

　 378

　14 电机车修理车间 砼碹

　600

　 合计

　789

　 13300

　 第三章

　大巷运输及设备

　第一节

　 运输方式的选择 一、主运输方式的选择 根据井田开拓方式、井下装备，生产能力等因素，矿井主运输采用带式输送机，其主要理由：

　⑴带式输送机可实现从回采工作面、大巷和井筒一条龙主运输系统，具有运量大、运输可靠、安全性好、维护管理简单，易于实现集中控制等优点，能较好地适应本矿井生产的需要。

　⑵采用胶带输送机运输，大巷坡度没有严格要求，可按煤巷布置与新型的辅助运输设备相配合，有利于改革矿井的开拓部署，多做煤巷，少做岩巷，节省费用。

　⑶国内外的大型、特大型矿井普遍采用带式输送机运输，经济效益良好。

　掘进煤运输：由掘进机组配套带式输送机将煤运至 2 号煤带式输送机大巷进入主煤

　流系统。

　二、辅助运输方式的选择 矿井大巷辅助运输采用轨道系统，初期采用调度绞车牵引 lt 固定式矿车后期采用8t 蓄电池电机车牵引 1t 固定式矿车承担辅助运输任务。轨道大巷采用锚喷支护，坡度取 3‰，设计宽度为净断面积为，掘进断面积为，轨道大巷内设单轨铺设 30kg/m 钢轨，轨距为 600mm，铺设钢筋混凝土轨枕，道碴道床。

　井下辅助运输主要包括掘进矸石运输、材料设备运输和人员运送。

　矸石运输：各准备巷道及大巷掘进出的少量矸石，用翻斗矿车运至副井井底车场，通过副斜井提至地面。

　材料运输设备：井下各工作面所需要的材料设备，通过副井井筒串车下放至井底车场，然后由电机车或调度绞车牵引固定矿车、材料车或平板车等运输至各所需地点。

　人员运送：首采区距井底车场较近，不配备人员运送设备，人员步行进出采区。后期采区的人员运送通过平巷人车完成。

　第二节

　 矿

　车 一、矿车选型 选用 1t 系列矿车，即 1t 箱式矿车、1t 材料车及 1t 平板车，考虑到运输大件的需要，配备 3t 平板车，运送液压支架时使用 15t 平板车。运送井下矸石，选用翻斗式矿车。

　矿车规格特征见表 3-2-1。

　矿 车 参 数 表

　 表 3-2-1 矿车名称 矿车型号 容积(m3 ) 最大载重

　量(kg) 外形尺寸(mm) 轨距(mm) 轴距(mm) 质量(kg) 长 宽 高 固定式矿车

　 1800 2000 880 1150 600 550 610 材料车 MC1-6

　2000 2000 880 1150 600 550 511 1t 平板车 MP1-6

　2000 2000 880 410 600 550 482

　3t 平板车 MP3-6

　5000 2400 1050 415 600 750 570 15t 平板车 MPC15-6

　17000 2500 1500 340 600 1100 1030 翻斗式矿车

　 1800

　600

　 翻斗式矿车

　 2500

　600

　 二、各类矿车数量 矿井投产时的固定矿车使用数量，根据井下用车地点，按排列法计算；材料车的数量为固定矿车总数的 10%。各类矿车数量如下：

　1t 固定箱式矿车

　 119 辆 1t 材料车

　 13 辆

　1t 平板车

　 50 辆

　3t 平板车

　 20 辆 15t 重型平板车

　20 辆 1t 翻斗式矿车

　 20 辆 翻斗式矿车

　 20 辆 1 吨固定箱式矿车数量计算结果见表 3-2-2。

　 1t 矿车数量计算表

　 表 3-2-2 使用地点 计算原则 矿车数量 备

　 注 井筒运行 1 钩 6

　副井空、重车线 各 1 列 2×15=30

　井底撒煤清理

　5

　水仓清理

　2

　采区掘进头 5 辆/处 20

　地面矸石系统 1 列 15

　副井井口车场 1 列 15

　其

　 它

　15

　小

　 计

　108

　备

　 用

　11

　总

　 计

　119

　第三节

　 运输设备选型 一、主运输设备选型 井下主运输系统生产工艺过程如下：井下原煤通过综采工作面顺槽可伸缩带式输送机转载到采区运输上山的带式输送机，采区上山带式输送机将煤运至井底煤仓上口卸入井底煤仓内(容量 Q=1000t)缓冲。煤仓下口给料机将原煤送至主井带式输送机运至地面主井驱动机房。

　㈠现有 101 采区运输上山带式输送机 输送机型号 DSJ100/150/2×200 ，输送机运量 Q＝85Ot/h，输送机带宽 B=1000mm，输送机机长 L＝，倾角δ＝2°，带速 v＝s。电动机 YB315L2-4N＝2OOkW， 2 台；减速器 M3PSF6O-25

　 i＝， 2 台；输送带采用钢丝绳芯阻燃带，胶带强度 St=1250N/mm。头部液压自动拉紧装置。

　输送机型号 DSJ100/150/2*200 。输送机运量 Q＝85Ot/h，输送机带宽 B=1000mm，输送机机长 L＝，倾角δ＝2°，带速 v＝s。电动机 YB315L2-4N＝2OOkW， 2 台；减速器 M3PSF6O-25

　 i＝， 2 台；输送带采用钢丝绳芯阻燃带，胶带强度 St=1250N/mm。头部液压自动拉紧装置。及配套的液力偶合器 YOXⅡZ560（阻燃介质），2 台；制动器BYWZ5-400/121,2 台；逆止器 NYD270,2 台。

　带式输送机安装一套合保护装置，用于带式输送机的启、停及保护，具有打滑、撕裂、堆煤、断带、超温、低速、跑偏、烟雾、沿线急停等各种保护装置。依据故障性质和程度，分别动作于事故报警或紧急停机。

　经上述设计计算，现有的带式输送机设备满足设计要求。

　二、井下辅助运 输设备选型 矿井生产能力 a，井下 1 号煤层装备一个薄煤层综采工作面和一个中厚煤层综采工作面。辅助运输系统采用轨道运输系统，由井底车场 1、2 号煤轨道大巷、101 采区 1号煤层轨道上山、101 采区 2 号煤层轨道上山、各工作面轨道顺槽组成。辅运系统中各巷道坡度为 0～6°。

　井下辅助运输包括：运送人员、水泥砂石、锚杆、坑木、综采支架及其它材料设备

　等，其中最大部件(综采支架)重 15t。

　为适应本矿井井下巷道条件，井底车场、1、2 煤轨道大巷辅助运输设备选用蓄电池电机车；101 盘区 1 号煤层轨道上山、101 采盘区 2 号煤层轨道上山、各工作面轨道巷运输设备选用连续牵引车。初期采用调度绞车。

　㈠蓄电池电机车选型 选用 CDXT2-8(J)型蓄电池机车 2 台。

　㈡调度绞车选型 根据投产时，首采区位置辅助运输距离短，设计选用型矿用调度绞车，电机功率N=25KW。

　㈢东、西翼轨道大巷连续牵引车选型 井下材料运输因考虑到要整体下放液压支架的需要，东、西翼轨道大巷运输选用 1部 SQ-120/132P 单轨无极绳连续牵引车完成下放液压支架及材料、设备辅助运输任务。

　㈣东、西翼运输大巷运人设备选型 东、西翼运输大巷运人设备选用 RJBY-H 型悬吊式活动吊椅架空乘人装置完成全矿人员升降任务。

　第四章

　采区布置及装备

　第一节

　 采煤方法 一、首采区位置及煤层赋存情况 根据井田开拓布置、煤层赋存条件、开采技术条件以及工作面装备水平和通风条件，矿井初期以一个采区实现矿井设计生产能力。为了节省初期井巷工程量，减少初期投资和建设工期，尽快回收资金，设计将首采区布置在井田西南部的一采区，该采区南北长2770m，东西长 880m，采区面积。首采区西翼 1 号煤层合并，平均厚度，东翼 1 号煤层分叉，平均厚度仅。考虑到回收煤炭资源以及保证矿井生产能力，矿井投产时在一采区1 上号煤层布置一个薄煤层综采工作面，在 1 上号、1 号煤层合并区布置一个中厚煤层

　综采工作面，待 1 上号、1 号煤层合并区（一采区西翼）开...