杜儿坪矿500万t新井通风设计
矿井通风课程设计
第一章矿井通风系统的确定第一节概述某矿地处平原、地面标高+150m，井田走向长度5km，倾斜方向长度3。
3km。
井田上界以标高－165m为界，下界以标高－1020m为界，两边以断层为界，井田内煤层赋存稳定，井田可采储量约1.08亿吨。
根据开采条件，煤炭供求状况及“规程”规定，确定此矿为年产150万吨的大型矿井，服务年限为72年。
井田内有两个开采煤层，为K1、K2，在井田范围内，煤层赋存稳定，煤层倾角15°，各煤层厚度，间距及顶底板岩性参见综合柱状图。
矿井相对瓦斯涌出量为6.6m 3/t，煤层有自然发火的危险，发火期为16～18个月，煤尘有爆炸性，爆炸指数为36%。
根据开拓开采设计确定。
采用立井多水平上下山开拓，第一水平标高—380m，倾斜长为2825 m，服务年限为27年，因走向较短，两翼各布置一个采区。
每个采区上山部分和下山部分各分为五个区段回采。
每采区各布置一个综采工作面和一个高档普采工作面，工作面长度150m，区段平巷及区段煤柱15m，综采工作面产量为在K1煤层时为1620吨/日，在K2煤层时为1935吨/日，日进6刀，截深0.6m，高档普采工作面产量为在K1煤层时为1080吨/日，在K2煤层时为1290吨/日，日进4刀，截深0.6m，东翼还另布置一个备用的高档普采工作面，综采工作面装备的部分机电设备如表1－2所示，采区巷道采用集中联合布置。
采区轨道上山均布置在K2煤层的底板稳定细砂石中，区段回风平巷与运输上山，区段运输平巷与轨道上山采用石门连接，为了保证生产正常接替，前期东西两翼各安排两个独立通风的煤层平巷掘进头，后期东西两翼各安排两个独立通风的煤层平巷掘进头和一个岩石下山掘进头。
东西两翼各有一个绞车房、变电所、火药库，亦需独立通风。
井为箕斗井提煤用，井为罐笼井升降人员、材料、矸石，也作为进风井用，并设有梯子间。
部分巷道名称、长度、支护形式，断面几何特征参数列入表1－1表1－1井内的气象参数按表1－3所列的平均值选取，除综采工作面采用4-6制工作制外，其他均采用3-8制工作。
煤矿通风设计
×××××煤矿矿井通风设计（2013年）矿长；×××设计编写；××××编写日期； 2013年3月3日目录第一章井田概况 (3)第二章矿井通风系统 (9)第三章、矿井风量计算 (11)第四章、矿井风量、风压及等积孔 (15)第五章、反风方式、反风系统及设施 (19)第六章、供热风系统设计 (20)第七章、矿井通风费用计算 (22)第八章、矿井通风系统的合理性可靠性和抗灾能力分析 (24)第九章、附图 (26)前言为了贯彻执行国家的安全生产方针，保障煤矿职工的安全和健康，保证生产建设的正常进行，达到以风定产的要求，让井下各工作面以及其它地点的风量按需分配，特制定本通风设计。
本通风设计主要是根据《中华人民共和国矿山安全法》和2011年版《煤矿安全规程》等有关条款而制定，参考新疆天发工贸有限责任公司第一煤矿《初步设计安全专篇》、《新疆天发公司第一煤矿2011年瓦斯等级报告》二书。
本设计在编写过程中，力求使用专业术语，简明扼要，紧密结合工作实际，对通风设施的设置、管理、各工作面所需风量的配备和安全保证措施都做了明确的规定和要求。
本设计经审批签字后，煤矿要认真组织有关人员学习本设计有关规定，在生产中严格按设计操作，如有变更，必须及时修改或补充说明。
编者2013年3月第一章井田概况一、矿井交通及气候情（一）矿井概况1．交通位置××××××煤矿位于乌鲁木齐市以东八道湾与碱沟之间的九道湾中部。
行政区划属乌鲁木齐市水磨沟区管辖。
井田地理坐标：东经87°41′46″～87°42′36″北纬43°51′35″～43°53′10″井田西距乌鲁木齐市16㎞，北距米泉市15㎞，均有沥青公路相通，交通极为便利。
井巷设计内容
题目：某矿井设计生产能力为500万t/a,主运输巷道采用ZK14-9/550架线式电机车牵引5t底卸式矿车运输；围岩稳定，以砂岩为主（f=6）,通过的最大风量60 m3/s，井下最大涌水量为200 m3/h，正常涌出量为70 m3/h。
采用直径φ120mm的压气管。
一趟φ70mm的供水管，两条动力电缆φ50mm，试设计双轨直线巷道断面，采用半圆拱型断面。
一、选择巷道断面形状矿井设计生产能力500万的第一水平运输大巷，服务年限28年，采用900轨距双规运输的大巷，其净宽在4m以上，又穿越稳定岩层，故选用螺纹钢树脂锚杆与喷射混凝土支护，半圆拱形断面。
二：确定巷道断面尺寸1）确定巷道净宽度B查表2.2知ZK17-9/550架线电机车宽A1=1335mm、高h=1550mm,5t底卸式矿车宽1520mm、高1550mm。
根据《煤矿安全规程》，取人行道宽C=840mm、非人行道一侧宽a=400mm。
又查下表“双轨巷道轨道中线距数值”得知该巷双轨中线距b=1800mm,则两台电机车之间距离为：1800mm-(1335/2+1335/2)mm=465mm故巷净宽度：B=a1+b+c1=(400+1335/2)mm+1800mm+(1335/2+840)mm=4357mm2）确定巷道拱高h0半圆拱形巷道h0=B/2=4357/2=2180mm.半圆拱半径R= h0=2180mm.3）确定巷道壁高h3（1）按架线式电机车导电弓子要求确定h3。
由表2.5中半圆拱形巷道壁高公式得h3≥h4+h c-212)()(bKnR+--式中 h4－轨面起电机车架线高度，按《煤矿安全规程》取h4=2000mmh c－道床总高度，查下表“巷道轻轨选择及技术特征”表选30kg/m钢轨，再查表“常用道床参数”得h c=410mm，道碴高度h b=220mmn －导电弓子距拱璧安全间距，n=300mm;K －导电弓子宽度之半，K=718mm/2=359mm,取K=360mmb 1=轨道中线与巷道中线间距，b 1=B/2-a 1=4357mm/2-(400+1335/2)mm=1120mm故 h 3≥2000mm+410mm -22)1111360()3002180(+--mm=1239mm（2）按管道装设要求确定h 3h 3≥h 5+ h 7+ h b -222)2/(b D m K R +++-式中 h 5－碴面至管子底高度，按《煤矿安全规范》取h 5=1800mm; h 7－管子悬吊件总高度，h 7=900mm; m －导电弓子距管子间距，取m=300mm;D －压气管法兰盘直径，D ＝250mmb 2－轨道中线与巷道中线间距，b 2=B/2-C 1=4357/2-1507.5=680mm. 故h 3≥1800mm+900mm+220mm -22)6802/250300360(2180+++-mm=1306m m（3) 行高度要求确定h 3。
毕业设计——新庄孜矿90万t新井通风设计说明书[管理资料]
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中国矿业大学矿业工程学院矿井通风与安全课程设计小组成员：曹振兴02070823曹明03071319蔡鹏01070095设计题目新庄孜矿90万t/a新井通风设计班级采矿07-4班指导教师成绩日期 2011年1月目录1矿井设计概况 (1) (1) (1) (2)2矿井通风系统拟定 (4) (4) (4) (6) (7)3采区通风 (9) (9) (9)4掘进通风 (12) (12) (12) (13) (15)5矿井风量计算与分配 (18) (18) (21)6矿井通风阻力计算 (23) (23) (23) (23)7矿井通风设备选型 (31) (31) (33) (35) (35) (36)8矿井通风费用概算 (38) (38) (39) (39) (39) (39)9结论 (40)参考文献 (41)1矿井设计概况1）矿区概述新庄孜矿位于安徽省淮南市八公山东麓，南与谢一矿相接，北与孔李公司为邻。
地处东经116°4938″北纬32°35′41″，行政区划属淮南市八公山区。
井内的气象参数按表1所列的平均值选取。
新庄孜井田东以第Ⅳ勘探线与李一矿井田毗邻，西以第Ⅸ勘探线及人定境界与新庄孜相接，北部Ⅳ－Ⅴ至Ⅵ勘探线间以八公山背斜轴、Ⅵ至Ⅸ勘探线，南至3-1煤层-650m底板等高线地面投影线，~，；倾斜宽：，，。
3）煤层特征，含煤2余层；其中可采煤层3-1煤层，，%。
具体参见图1 综合地质柱状图。
具体参见图1 综合地质柱状图。
矿井东翼在开采3-1煤层时，，，矿井瓦斯等级应定为高瓦斯矿井。
煤层自燃倾向性等级鉴定为三级。
依据《矿井防灭火规范》，矿井自燃危险等级划归为二级自燃矿井。
1）井田境界及储量矿井地质资源量：3－（Mt），（Mt），（Mt），本矿井设计生产能力为90万t/年。
工业广场的尺寸为315m×400m的长方形，(Mt)。
2）矿井工作制度、设计生产能力及服务年限本矿井年工作日330天，每天净提升时间16小时。
矿井通风课程设计煤矿的通风系统
矿井通风课程设计--煤矿的通风系统前言本设计是针对于邓家庄煤矿的通风系统进行的设计，内容涉及较多，设计时间较短，对于我来说，设计的过程是一个学习的过程，更是一个把所有知识与实践相结合的一个过程。
再此设计过程中，通过查阅资料和在老师的帮助下对全矿有了较为全面的认识和了解，其中以前的矿井开拓设计也为本次设计打下了一个良好的基础。
同时涉及的参考文献较多，由于参考资料层次不齐，难免存在一些错误，还望大家见谅。
根据设计大纲所要求内容，将设计分为五章，内容主要有三部分，第一部分主要是对于邓家庄煤矿的地质条件和水文、煤层情况进行分析，从而合理的对煤田进行划分，内容涉及第一章。
二到四章为设计的第二部分，也是本次设计的核心内容，主要是对矿井的开拓和通风系统进行合理设计，选择合理的通风方式和方法，并计算出容易时期和困难时期的风阻，最后选择出适合的风机和对通风费用进行概算。
第五章介绍了矿用设备的选择。
由于时间紧迫，加之所学知识有限，本设计中难免有错误和不妥之处，欢迎大家批评指正。
2013年12月23号·2·目录前言 (2)目录 (3)第一章井田地质条件 (4)1.1井田概况 (4)1.2水文和地质条件 (6)1.3煤层及煤质 (8)第二章井田开拓 (14)2.1井田再划分 (14)2.2井田开拓方式 (19)2.3主要巷道设计 (25)2.4井底车场设计 (29)第三章采煤方法 (33)3.1采煤方法选择 (33)3.2采区巷道布置及回采工艺 (35)3.3采区车场选择 (37)3.4采区生产能力确定 (39)第四章通风系统设计 (41)4.1矿井通风系统设计 (41)4.2采区通风系统设计 (42)4.3风量计算与分配 (48)4.4计算矿井通风系统总阻力 (54)第五章矿井通风设备选择 (63)5.1主要通风机的选择 (64)5.2电动机的选择 (70)5.3矿井通风费用计算 (71)致谢 (73)·3·参考文献 (75)第一章井田地质条件本章主要介绍井田的地理概况以及井田煤系地层、开采赋存条件、地质构造及水文地质条件、煤层瓦斯涌出规律等地质概况。
矿井通风设计
矿井通风设计目录第一节矿井概况 (3)一、煤层地质概况 (3)二、井田范围 (3)三、矿井生产任务 (3)四、矿井开拓方式 (3)五、采煤方法及矿井工作制度 (4)六、矿井通风方式 (4)七、巷道尺寸及支护情况 (4)第二节矿井通风系统 (9)一、矿井通风系统要符合下列要求。
(9)第三节矿井风量计算与分配 (12)一、矿井需风量的计算原则12二、矿井需风量的计算方法 (12)第四节矿井通风阻力及等积孔计算 (17)一、计算原则 (18)二、计算方法 (23)三、计算矿井总风阻 (24)四、计算矿井等积孔 (25)第五节主要通风机选型 (29)一、选型依据 (29)三、通风机运行工况 (32)四、电动机选型 (33)五、通风机电动机的校验 (33)第六节矿井反风措施 (35)一、反风目的和意义 (35)二、反风方式、反风系统及设施 (35)第七节矿井通风费用 (37)一、矿井通风费用 (37)二、风阻与等积孔 (37)三、综合评价 (38)第八节矿井灾害防治措施 (41)参考文献 (43)第一节矿井概况一、煤层地质概况单一煤层，煤层倾角15°～18°，煤层厚平均2.2m，采煤工作面瓦斯涌出量小于5in3m，掘进工作面瓦斯涌出量小于3m3/min，煤尘自然发火期12月，煤尘具有爆炸性。
二、井田范围本设计第一水平垂深240m，走向长6270m，两翼开采，每翼长3135m。
三、矿井生产任务本矿井设计生产能力为90万t，上山部分服务年限25年，下山部分服务年限21年，总服务年限46年。
四、矿井开拓方式本矿井开拓方式，全矿井共划分四个分区，上山部分2个，下山部分2个。
前期采用立井单水平上山多煤层联合开采，其服务年限为25a。
五、采煤方法及矿井工作制度采煤方法为走向长壁普通机械化采煤。
工作面长150m，采高2.2m，采用全部跨落法管理顶板，最大控顶距4.2m，最小控顶距3.2m；作业形式为两采一准，交接班时人数最多80人，回采工作面温度一般在21°。
矿井通风设计精选全文
可编辑修改精选全文完整版前言井田概述一井田境界：煤层走向长约1200m，倾斜长约800m，地表平坦，标高+35m。
井田内有二个煤层，3号煤层厚度为2.3m，5号煤层厚度为2.5m，煤层露头为-100m。
煤层倾角12º。
各煤层厚度、间距及顶、底板情况见下表：地质构造简单，无断层，m，m2顶板岩性为细砂岩，顶板中等稳定，各煤层的容重γ=1.5t/m3。
，煤层无自燃倾向，表土内有流砂。
二矿井采区储量：井田采用一对立井开拓，井筒位置布置在井田走向中央和倾斜中部。
井田划分为三个阶段，每个阶段垂高200m，由于倾角较大均采用上山开采，一水平运输大巷布置在-200m 水平，大巷沿m3煤层底板开拓，位置距m3煤层垂直距离25m，回风大巷布置在+0m标高，距m3煤层的距离与运输大巷相同，矿井设计能力为年产60万t。
主井采用箕斗提升，副井采用罐笼提升。
井底车场选用立井刀式环形车场，大巷运输采用600mm轨距架线式电机车运输，矿车选用1t固定式U型矿车。
采区工作制度规定如下：年工作日数：330天。
每日工作班数：3班。
每班工作时数：8h。
第一章选择矿井通风系统通风系统选择的原则：要求要符合安全可靠、技术先进合理、经济、投产快等。
矿井通风系统是向矿井各作业地点供给新鲜空气、排出污浊空气的进、回风井的布置方式，主要通风机的工作方法，通风网络和风流控制设施的总称。
按进、回风在井田内的位置不同，通风系统可分为中央式、对角式、区域式及混合式。
由于煤层倾角较小，埋藏较浅，井田走向长度不大等条件，故确定为中央边界式通风系统。
采区通风系统：采区共设3条上山，1条轨道上山和2条回风上山。
根据《煤矿开采安全规程》规定，再结合矿井的实际情况，本矿井采用抽出式通风方式。
第二章计算和分配矿井总风量矿井需风量，按下列要求分别计算，并采取其中最大值。
(一) 按井下同时工作的最多人数计算，每人每分钟供风量不小于4m3。
(二) 按采煤、掘进、硐室及其他实际需要风量的总合进行计算。
煤矿矿井通风能力核定方法
煤矿矿井通风能力合理核定新方法1、煤矿通风能力核定办法适用范围本办法适用于具有独立通风系统的合法生产矿井。
2、矿井通风能力核定方法矿井有两个以上通风系统时，应按照每一个通风系统分别进行通风能力核定，矿井的通风能力为每一通风系统通风能力之和。
矿井通风能力核定采用总体核算法或由里向外核算法计算。
1) 总体核算法，该方法适用于产量在30万t/a 以下矿井(1) 公式一 (较适用于低瓦斯矿井)：P =Q ×350/(q ×k ×104)(万t/a) (2-8) 式中 P ——通风能力，万t/a ；Q ——矿井总进风量，m 3/min ；q ——平均日产一吨煤需要的风量，m 3/t ；K ——矿井通风系数。
取1.3～1.5，取值范围不得低于此取值范围，并结合当地煤炭企业实际情况恰当选取确保瓦斯不超限的系数。
进行q 计算时，首先应对上年度供风量的安全、合理、经济性进行认真分析与评价，对上年度生产能力安排合理性进行必要的分析与评价，对串联和瓦斯超限等因素掩盖的吨煤供风量不足要加以修正，q 计算应考虑近三年来的变化，取其合理值。
(2) 公式二(较适用于高瓦斯、突出矿井和有冲击地压的矿井)：43500.092610Q P q K ´=´å相 (2-9)式中 P ——通风能力，万t/a ；Q ——矿井总进风量，m 3/min;0.0926——总回风巷按瓦斯浓度不超0.75%核算为单位分钟的常数；K å——综合系数，K K K K K =å瓦漏备产，K å取值见表2-2。
q 相——矿井瓦斯相对涌出量，m 3/t ；在通风能力核定时，当矿井有瓦斯抽放时，q相应扣除矿井永久抽放系统所抽的瓦斯量。
q 相取值不小于10，小于10时按10计算。
扣减瓦斯抽放量时应符合以下要求： ① 与正常生产的采掘工作面风排瓦斯量无关的抽放量不得扣减(如封闭已开采完的采区进行瓦斯抽放作为瓦斯利用补充源等)；② 未计入矿井瓦斯等级鉴定计算范围的瓦斯抽放量不得扣除；③ 扣除部分的瓦斯抽放量取当年平均值；④ 如本年进行完矿井瓦斯等级鉴定的，取本年矿井瓦斯等级鉴定结果，本年未进行完矿井瓦斯等级鉴定的，取上年矿井瓦斯等级鉴定结果。
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中国矿业大学矿井通风课程设计任务书 杜儿坪矿500万t/a新井通风设计
中国矿业大学 安全工程学院 二〇一〇年七月 2
一、设计目的 本课程设计为煤矿新井通风设计，是《矿井通风与空气调节》、《矿井通风与安全》课程的主要教学环节之一，通过本课程设计，初步掌握矿井通风设计的步骤和方法，巩固所学理论知识，并运用所学知识分析和解决矿井通风的问题。
二、设计内容及步骤 1、矿井的地质概况，开拓方式及开采方法如下设计技术资料所示，矿井开拓平面图与剖面图见附件1和附件2。井下同时作业的最多人数为700人，综采工作面同时作业最多人数40人，高档普采工作面同时作业最多人数60人。 2、提出该矿井前25年左右的矿井通风系统方案，并进行技术比较与经济比较（粗略），选择最优方案，确定出矿井的通风系统。 3、确定采区的通风方式并作技术比较。 4、确定采煤工作面的通风方式并作技术比较。 5、确定主要通风机的工作方法并作技术比较。 6、计算各用风地点的供风量和矿井总用风量。 7、确定矿井通风困难时期和容易时期的开采位置，分别绘制两个时期的通风系统立体图和网络图（用A3或A4纸画）。 8、分别计算两个时期的矿井最大通风阻力与等积孔，并评价矿井通风难易程度。 9、选择矿井主要通风机并确定两个时期的工况点，选择配套电机，概算通风费用，提出对通风设备的安全技术要求。 10、对以上内容进行综合协调，经过技术处理加工后，依据附件3说明书模板编制矿井通风系统说明书（包括目录、前言、正文及参考书目），绘制矿井通风系统 图（比例尺为1：5000或1：0000，个别小矿井可采用1：2000），作图严格按照规范要求，具体要求见附件4.
三、设计要求 1、按设计内容及要求编排章节，并按序编页码 2、语言文学 （1）论证严密，逻辑性强 （2）文理通顺，词达意明，应用专业术语 （3）字体工整，书写清洁 3、公式与图表 （1）所用公式应写出处，并编号（如式4-2）公式中各项意义单位需注明，计算应准确，计算结果可以图表表示。 （2）图表应按顺序编号（如表 图2-3），标明图标、表题并与文字相呼应，表内数据对应数位应整齐、数字重复应照写。 （3）所有图均采用纸质较好的白纸按制图标准描绘，要求图面清洁、粗细均匀、比例一致。 3
4、排版格式完全参照《中国矿业大学本科生毕业设计（论文）撰写规范》 四、 设计技术资料 杜儿坪矿500万t/a新井通风设计 1 矿区概述及井田地质特征 1.1矿区概述 西山矿区位于西山煤田之东北边缘，地属太原市河西区，东距太原市20公里。杜儿坪井田在西山矿区之北部，西铭矿之南官地矿之北。井田内交通除太—宁公路从矿区北部通过，太—古战备公路从矿区南部穿过外，村庄之间皆有羊肠小道相连，与公路仅有简易砂石路相通，交通不甚便利。矿井井田东部以经线3762100为界，西部以经线37610000为界，南起纬线4184000、北止纬线4194000。井内的气象参数按表1所列的平均值选取。 表1 空气平均密度一览表 季节 地点 进风井筒（kg/m3） 出风井筒（kg/m3） 冬 1.28 1.20 夏 1.20 1.24
1.2 井田地质特征 井田东西倾斜长约10.2km，南北宽约5.48km，面积52.42km2。 1.3 煤层特征 本矿井可采煤层有2、3、8、9煤层，其煤层平均厚度分别为2.88m、2.64m、3.58m、3.51m，具体参见图1 综合地质柱状图。1978－1988年矿井绝对瓦斯涌出量由12.40m3/min增加到99.40m3/min，1988年至今，矿井瓦斯绝对涌出量一般均在90~105m3/min之间；1978~1987年，矿井瓦斯相对涌出量先降后升，1987年后基本稳定在15~20m3/t之间。2004年矿井瓦斯鉴定结果为：绝对瓦斯通出量124.14m3/min，相对瓦斯涌出量15.1m3/t，属高瓦斯矿井，但2#煤层瓦斯量相对较低。 本矿历年测定的煤尘爆炸指数在12.5－19.28%之间，表明本矿煤尘具有爆炸性。1994年所做的煤尘爆炸性试验表明各煤层煤尘均有爆炸性。 1994年做的自燃倾向鉴定表明各煤层均为二类自燃，介于易自燃和难自燃之间。1991－1995年所作的燃点试验表明，2号煤层为正常煤，未氧化，均为不易自燃。
2 井田开拓 2.1 井田境界与储量 矿井地质资源量：2#煤228.21（Mt），,3#煤194.10（Mt），8#煤263.21（Mt），9#煤258.07（Mt），共943.59（Mt），矿井工业储量924.71（Mt）， 矿井可采储量662.07（Mt），本矿井设计生产能力为500万t/年。工业广场的尺寸为795m×645m的长方形，工业广场的煤柱量为2065(万t)。
2.2 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限 4
本矿井设计生产能力按年工作日330天计算，四六制作业（三班生产，一班检修），每日三班出煤，净提升时间为16小时。本矿井的设计生产能力为500万吨/年,矿井服务年限为94.5年。
图1 综合地质柱状图 2.3 井田开拓 工业广场应布置在井田储量中央处，大致在井田走向中央，倾向略微偏下位置，主副井均位于工业广场内。工业广场形状为矩形，长边平行于井田走向，长为795m，宽为645m。将主、副井筒布置在井田中央，均位于工业场地内。 设计可采煤层为2#、3#、8#、9#，平均厚度为3.0m，为近水平煤层，开采水平与阶段垂高无关，上下可采煤层的层间距不一，应划分煤组，各煤组分别设置开采水平，实行两水平开拓。上组煤层为2#、3#煤层，下组8#、9#根据需要可采用延深井筒方式开采。其中井田内首采2#煤层倾角平均3º,煤层露头标高1170m，煤层埋藏最深处达960m，垂直高度达210m。从煤层赋存结构来看，2#煤与3#煤间距9m，2#煤与8#煤间距约80m, 8#煤与9#煤间距约7m。因此可以考虑主要运输大巷分组集中布置，2#、3#煤层布置一组集中大巷，8#、9#煤布置一组集中大巷，两水平开采。对于本矿井开采水平的确定，可考虑划分为两个水平，采用盘区开采。经后面方案比较确定采用斜井两水平开拓。 主要运输大巷分组集中布置，即2#、3#煤层布置一组集中大巷，8#、9#煤布置一组集中大巷。由集中运输大巷开穿层斜坡与各层煤联系。集中大巷布置在煤层中，留大煤柱护巷，大巷中心间距70m。两
柱状层号岩石名称岩性描述中粒砂岩浅灰色中粒石英砂岩，含长石、云母片及暗色矿物，泥质胶结。砂质页岩黑色砂质页岩，含植物化石及云母片，东部夹薄层煤线。细粒砂岩浅灰色细粒砂岩，以石英为主，含有暗色矿物。页岩黑色页岩。02#煤煤砂质页岩黑灰色砂质页岩，含云母及植物化石碎片。页岩黑灰色页岩，含植物化石碎片，向西逐渐变薄。细粒砂岩深灰色细砂岩，以长石为主，含暗色矿物，向西变为中砂岩。砂质页岩黑灰色砂质页岩，含植物化石及云母片03#煤煤砂质页岩黑色砂质页岩，含植物化石。细粒砂岩灰白色细砂岩。页岩灰色页岩，上部含铅质，下部含粘土岩，向西变薄。1#煤煤粉砂岩灰色粉砂岩，含植物化石及云母片，局部底部为砂质页岩。2#上煤煤细粒砂岩灰白色细砂岩。2#煤煤、东厚西薄，平均2.88米。砂质页岩东部为砂质页岩或细砂岩，岩相变为中砂岩，厚度增厚。煤(3#上)西部被冲刷。煤，东厚西薄，局部不可采，平均2.64米。砂质页岩黑色砂质页岩。细粒砂岩灰白色细砂岩。中粒砂岩浅灰色中粒石英砂岩砂质页岩灰黑色砂质页岩，含植物化石碎片。粗粒砂岩灰白色含砾粗砂岩，石英长石为主，含暗色矿物及砂砾岩灰白色砂砾岩，以石英长石为主，泥质胶结，分选好，磨圆差。统系地层年代组段号层度厚计累(m)(m)厚层平均最大－最小(m)
3.40-5.803#煤上组砂页岩3#煤31.450.427.687.2645678910110.412.413.732.460.492.2414.2310.508.095.9320.1622.6223.1125.35121314151617182.952.250.494.100.302.202.0628.3030.5531.0435.1435.4437.6439.70K602#03#1#2#上2#1925276.100.553.202.643.421.018.860.389.102021222345.8046.3548.5550.972454.3955.4064.262664.6473.653#3#上K5284.2777.920.00-5.002.204.100.492.881.02-4.670.20-6.402.64下石盒子组25.815.811 西 下统组山 二叠系PP1P0.33-0.59砂页岩，底部0-0.2米页岩，局部被冲刷。
地层厚度 5
水平辅助运输大巷和主运输大巷分别沿3#、9#煤层底板掘进，两水平回风大巷均沿2#、8#煤层顶板掘进。大巷位于井田中央，沿井田主要延展方向布置，局部半煤岩及岩巷，巷道坡度随煤层而起伏,一般2°~5°。 主、副井井筒均为斜井，布置于井田中央，第一水平位于+1100m，第二水平位于+1020m。大巷采用分组集中布置，三条大巷均布置在分组下部煤层中，沿井田主要延展方向延伸。胶带输送机大巷与辅助运输大巷平行布置，间距70m，随煤层起伏掘进。井筒直接延深至下一水平。各煤层与大巷通过穿层斜坡联系，斜坡倾角10°。煤层群开采顺序由上至下。
3巷道布置与采煤方法 3.1 带区巷道布置及生产系统 设计首采盘区(北一盘区、南六盘区)位于井田大巷两翼。倾向长平均1900m，走向长平均2850m。盘区内划分八个区段，区段平均长2850m，宽250m，工作面长220m，平巷设计均为矩形断面，其中胶带平巷净宽为4.5 m，净高为3.2 m；辅助运输平巷净宽5 m，净高3.2m；瓦斯尾巷净宽4.5 m，净高3.2m；两平巷间留设15m煤柱。则区段宽B为：B =220+4.5+5+4.5+15=249 (m)。 为保证达到矿井设计产量，在矿井两翼各有一个盘区布置综采工作面保产，首采盘区为北一盘区和南六盘区同时布置一个工作面回采。然后依次采南二(北五)、北三(南八)、北七(南四)盘区。盘区内区段工作面平巷采用双巷掘进，故各区段之间依次开采，首采工作面为2101工作面和2601工作面，然后依次开采下一个区段。平巷煤柱不回收。
3.2 采煤方法 主采煤层选用综采开采工艺，倾斜长壁全部垮落一次采全高的采煤方法。工作面的推进方向确定为后退式。根据工作面的关键参数选用配套设备：液压支架ZZ4000/18/38、采煤机SL750、刮板输送机SGZ900/1050、 SZZ1200/315型转载机、PCM250型破碎机、SSJ1000/2×160型带式输送机。采煤机截深0.865m，其工作方式为双向割煤，追机作业，工作面端头进刀方式。工作面用先移架后推溜的及时支护方式。