增子坊矿井设计.doc

太原理工大学继续教育学院

毕业设计（论文）

题 目： 增子坊矿井设计
年级专业： 级煤矿开采技术
学生姓名： 张佳
指导教师：

摘要

增子坊煤矿位于山西省右玉县东南部元堡子镇境内。原为右玉县县营煤矿，1962年开工建设，1972年投产，设计能力21万吨/年。1975年一度暂停关闭，1985年延伸至8号煤层。1975—1985年开采5#煤层，1985—2002年开采8#煤层，批准生产能力为21万吨。
2002年该矿由大同煤矿集团铁峰煤业有限公司收购，2003年8月取得山西省国土资源厅颁发的采矿许可证（证号1400000321006），矿区面积0.56km2，生产能力21万吨/年，开采9#11#煤层。2008年5月对采矿许可证进行了延期（证号1400000830124），有效期至2013年5月。矿井采用斜井开拓，工业场地内布置主、副斜井，中央并列式通风，箕斗提升，畜力运输，房柱式采煤方法、爆破落煤采煤工艺。

2010年8月10 日
目 录

第一章 矿井概况 1
第一节 矿井交通位置、范围以及临近矿井的关系 1
第二节 矿井开拓部署概述 2
1、矿井储量 2
2、生产能力及服务年限 2
3、开拓系统 3
4、提升系统 3
5、排水系统 3
6、通风系统 3
7、供电系统 4
8、运输系统 4
9、压风系统 4
10、供水系统 4
11、通讯系统 5
12、照明系统 5
第二章 采区地质情况 6
第一节 采区位置、范围及其与临近采区的关系 6
第二节 煤层赋存情况及顶底板特征 6
1、煤层赋存情况 6
2、顶底板特征 7
3、煤类、煤质及用途 7
第二节 采区地质构造 9
1、采区地层 9
2、地质构造 12
第三节 瓦斯、煤尘、自燃发火等情况 13
1、瓦斯 13
2、煤尘 13
3、自燃 13
第五节 水文地质特征 13
1、含水层、隔水层： 14
2、断层的含水性与导水性 15
3、矿坑涌水量 15
第三章 采区储量与生产能力 16
第一节 采区储量 16
第二节 采区工作制度 16
第二节 采区生产能力的确定 16
第四节 采区服务年限 17
第四章 采区方案设计 17
第一节 采区主要参数的确定 17
1、采区斜长及走向长度 17
2、工作面长度、区段斜长及数目 17
第二节 采区巷道布置 17
1、巷道布置方案的选择 18
2、选定方案的布置方式 18
3、区段的布置 20
4、采区车场设计 21
第三节 采区硐室布置及位置的选择 22
1、确定煤仓的形式、容量及位置 22
2、确定采区变电所的位置及形式 22
3、确定采区轨道上山绞车房布置方式和位置 22
第四节 开采顺序及采掘工作面工程排队 23
1、开采顺序 23
2、采掘工作面工程排队 23
第五节 采区生产生产能力验算 24
1、 采区同采工作面数目验算 24
2、采区生产能力验算 24
3、采区回采率 24
第五章 回采工艺 25
第一节 采煤方法的选择 25
1、煤层赋存情况及开采技术条件 25
2、采煤方法及工艺 25
第三节 工艺设计 25
1、回采工作面落煤、装煤、运煤方式及设备台数型号 25
2、工作面支护设计 27
3、放顶方法 28
4、工作面特种支架布置及超前支护的方式和布置 28
第三节 工作面劳动组织及技术经济指标 30
1、工作面劳动组织 30
2、技术经济指标 32
第四节 保证工作面产量的安全措施 32
1、初次来压和周期来压的措施 32
2、提高煤质和采出率的措施 33
3、工作面结束后安全技术措施 33
4、避灾路线 33
第六章 采区生产系统 35
1、提升运输系统及设备选型 35
2、通风系统、方式、设施、风量以及通风能力 38
3、供电系统及其变电所装机容量 39
第七章 安全技术措施 41
1、预防瓦斯技术措施 41
2、防治水技术措施 42
3、防火措施 44
4、防止顶板事故安全技术措施 45
5、矿尘措施 46
6、爆破安全技术措施 46
设计参考资料 47
附 录 48

51

第一章 矿井概况
第一节 矿井交通位置、范围以及临近矿井的关系
增子坊井田位于朔州市右玉县城东南21km处的元堡子镇增子坊村西。东距大同市约77km。地理坐标为：东经112°32′－112°35′，北纬39°47－39°48′。井田东西长约3.92km，南北宽约2km，面积为7.2797 km2。本井田东以元子河为界与平顶梁煤矿相邻，西与元堡煤矿相邻，北为大油房井田，东南面与南阳坡井田相接。
增子坊井田东南至北同蒲铁路线岱岳站49km，至北同蒲铁路线金沙滩站35km，西北至东周窑集运站34km。距右玉—山阴公路2km，区内交通基本由简易公路和柏油路组成，交通比较便利。

图1-1 增子坊矿交通示意图
第二节 矿井开拓部署概述
1、矿井储量
矿井工业储量：
根据矿井确定的范围、矿井生产精查地质报告及实际揭露情况计算：

Q =194×2×1.4/cos20°=584.6万t
式中：Q——矿井地质储量；万t
S——井田投影面积；m2
r——煤的容重；r =1.4 t/m3
a——煤层倾角(按平均倾角20°)；度
h——平均煤厚；m
矿井可采储量：
矿井可采储量是指矿井工业储量中可以采出的那部分储量。用工式表示为：
Qk=(Q－P)×η=（584－16）×0.8=432.4万t
式中：Qk——矿井可采储量：万t ； Q——矿井地质储量；万t
2、生产能力及服务年限
T= ZK /A×K
式中： K——储量备用系数取1.2；
ZK——可采储量，t；
T——计算服务年限，a；
A——年产量，t。
井型确定比较方案见下表1-1：
表1-1 比较方案
总储量
生产能力（万t）
服务年限（a）
规范标准（a）
432万吨
9
46
各省自定
15
30
经上表分析可得，年产9万t/a较接近设计要求，因此该矿井的井型定为9万t/a，服务年限46a，为小型矿井。
3、开拓系统
湘中七矿采用斜井单水平上山开拓系统，斜井主要参数如下：

表1-2 主井井筒参数表

项目
井筒
井口坐标
井口标高
（m）
倾角（°）
井筒长度
m
落底
m
用途
主井
X=3023531 Y=38478057
+85
25
765
-160
提煤、通风、运矸行人
4、提升系统
矿井设计生产能力21万t/a，矸石提升按年产量20%确定为21×0.2=4.2万吨，合计10.8万吨。井上绞车房采用JK-2.5/20提升机。矿井提升系统采用单钩串车提升，轨道上山绞车房选用JK-2.0/20提升机，配JR136-6型电动机，2.468kg/m 6×7 股（1+6）钢丝绳，天轮为TXG1600/14，矿车采用MG1.1-6A，一次提升7辆车，满足生产需要。
5、排水系统
矿井采用一级排水，将回风大巷、工作面、掘进头的水通过3‰的坡度经上山、运输大巷水沟流入井底主副水仓；通过200D-43×7水泵经无缝钢管排出地面。其中管路布置方式为“三泵两管”，满足排水需要。
6、通风系统
经技术比较，矿井通风系统采用中央并列式，地面风机房配置两套同等能力的轴流式风机，一台工作一台备用。风机工作方式为抽出式。
风井井筒采用斜井通风，参数见下表，通风路线见附图2。

表1-3 风井井筒参数表

图1-2风井井筒断面图
7、供电系统
矿井使用800米长ZLQ2-6型电缆将地面变电所6kv电源分两趟回路沿主井进入井下中央变电所的高压配电开关。经其它高压开关柜出线端沿-160运输大巷送往1121采区-100变电所，经6kv/690v变压器降压，转为690v电压输送至采区各个用电场所。
8、运输系统
运煤路线：
1121采煤工作面→1121溜子巷→1121运输巷→中部车场→轨道上山→下部车场→绕道→采区运输石门→-160运输大巷→井底车场→主井→地面。
材料路线：
地面→主井→井底车场→-160运输大巷→采区运输石门→绕道→下部车场→轨道上山→上部车场→1121回风巷→1121采煤工作面。
9、压风系统
地面设置空压机站采用两级空气压缩（气体储存在风包里）用压气管道将压缩空气送入井下。沿大巷、上山至工作面、掘进头带动风动工具作业。
10、供水系统
地面设置蓄水池，通过供水管道将水送至井下各防尘、用水地点。
11、通讯系统
矿井行政管理与生产调度共设一台程控交换机，井下各主要硐室及工作面，掘进头，安装本质安全型按键电话分机，地面机房、办公室设按键电话分机，矿井至常宁市电信局设中继线2~3对，供矿井与上级或外单位联系。
12、照明系统
井下照明电压采用127V，选用BZX-2.5型矿用隔爆型照明综合保护装置，按《规程》要求，分别在井底车场、水泵房、中央变电所等主要硐室设置照明灯。
为便于行人和运输安全，本矿井在主要运输石门、运输大巷、轨道上山、区段平巷及工作面等处均设置照明灯。灯具选用DJS18/127L矿用本质安全型LED巷道照明灯，矿井主要巷道光线覆盖率70%以上。

第二章 采区地质情况
第一节 采区位置、范围及其与临近采区的关系
本井田位于大同盆地的西缘，洪涛山以北，属山前丘陵区。基岩出露较少，仅少量冲沟中有零星出露。总体地势为南高、北低。井田内最高点位于中部，海拔为l48lm，最低点在井田东南面，海拔为l405m。相对高差76m。
本区河流属海河流域永定河水系桑干河支系。区内河流甚少，均为季节性河流，每年暴雨时有短暂洪流，流量较大，洪水淹没范围大，多为狭小河谷，枯水季节多干涸。
本区地处山西省北部，属大陆性气候，冬季寒冷干燥，且多风沙，春季干燥多风，夏季无酷热，且雨量集中，秋季短而凉爽。
根据GB18306－2001图Al“中国地震动峰值加速度区划图”，本地区地震烈度为Ⅶ度，地震动峰值加速度为0.10g。
第二节 煤层赋存情况及顶底板特征
1、煤层赋存情况
增子坊矿可采煤层为矿井范围内的5煤层。5煤层特征如下表：

表2-1 煤层特征表
项目
煤层
煤层厚度（m）
煤层倾角°
容重
（kg/m2）
夹矸层数
夹矸厚度
（m）
稳定程度
最小
最大
最小
最大
平 均
平 均
5#层
1.6—2.6m
2m
15°—27°
20°
1.4
1~2
≮0.15
较稳定

2、顶底板特征
其顶、底板岩性为：
①伪顶：为碳质泥岩，黑色质软，发育不普遍，性脆易碎，回采时常随煤层一起垮落。厚度0～0.2m。
②直接顶：为灰黑色、薄层状泥灰岩或钙质泥岩，局部地裹为硅质灰岩。厚度0～4.6m，硬度一般4～7级，抗压性较强，不易垮落。
③老顶：为蓝灰色薄层状硅质灰岩及厚层状石灰岩，岩性稳定。
④直接底：为灰褐色块状铝土岩，变化较大，结构致密，吸水性及膨胀性均较差，在生产巷道中极少见到有底鼓现象。
⑤老底：为灰白色厚层状石灰岩，抗压强度较大。
通过对矿井的顶底板岩层进行分类，小温矿井主采煤层顶板为Ⅲ级顶板。
3、煤类、煤质及用途
5号煤层：煤类为气煤，6号煤层：煤类为气煤，8号煤层：煤类为气煤。
本区赋存的各煤层一般为沥青或弱玻璃光泽，质地较硬，断口平坦或参差状，偶见阶梯状。发育少许内生裂隙，水平层理。块状或碎块状构造。以条带状结构为主，也有透镜及均一状结构。8号煤节理发育，充填方解石脉和黄铁矿脉。5、8号煤的宏观煤岩类型以半亮型煤为主，半暗型煤为辅，煤岩成分亮煤为主，暗煤次之，镜煤呈条带状，线理状及透镜状分布，可见透镜状丝炭。
显微煤岩特征引据左云南普查资料，有机组分镜质组含量平均49．6％，半镜质组平均含量4.0％，丝质组平均含量37.5％，稳定组平均含量9.8％。无机组分以粘土类为主，硫化铁类一般低于2.5％，石英含量小于0.5％。镜煤最大反射率5号煤平均0.684％，8号煤平均0.703％。
1、 原煤水分：（Mad）在2.73％－5.89％之间。平均值以5号煤层最高为4.81％，8号煤最低为3.94％，自上而下水分逐渐下降。
2、原煤灰分：5号煤层的灰分在l1.01％－27．06％之间；全层平均l8．72％，以中灰煤为主，有少数为低灰煤。8号煤层灰分18.83％－32.51％，平均26.81％，以中灰煤为主，有少量的高灰煤，个别点为低灰煤。6号煤层的灰分l8．70％－30．32％，平均25.91％，属中灰煤，以中灰分为主，有少量的高灰煤。
1.4密度级浮煤灰分，各煤层都低于10％。
3、 挥发分：原煤的挥发分在28.98－41.02％，平均值5号煤36.42％、6号煤38.61％、8号煤32.40％，以6号煤最高，8号煤最低。1.4密度级浮煤挥发分均大于37％，在39.66－41.40％之间。
4、硫分：原煤硫分5号煤1.46－2.87％，平均2.02％，以中高硫为主，有少量的中硫煤。6号煤1.56－2.97％，平均2.27％，为中高硫煤，8号煤0.99－2.93％，平均1.85％，以中高硫煤为主，有少量的中硫煤。由于钻孔煤质资料少，在平面上分布规律不明显。
1.4密度级浮煤硫分含量，在1.22－1.29％，没有降至1.0％以下，原因是煤中有机硫含量较高和部分硫铁矿硫为细颗粒浸染状存在于煤中，从而洗选不易脱除。
5、 原煤形态硫：5号煤硫铁矿硫平均1.60％，硫酸盐硫平均0.05％，有机硫平均0.71％。6号煤硫铁矿硫平均2.45％，硫酸盐硫平均0.08％，有机硫平均1.39％。8号煤硫铁矿硫平均1.77％，硫酸盐硫平均0.06％，有机硫平均0.91％。
6、煤灰成分：各层的SiO2，在50％左右，Al2O3在30－35％之间，Fe2O3在5－20％，CaO在5％以下，其它氧化物含量一般低于2％。
7、元素分析：5、6、8煤层的碳含量平均80.00－82.50％，氢含量平均5.00－5.60％，氮含量平均1.20－l.40％，氧含量平均l0.00－14.00％。
8、有害元素：磷含量：5号煤平均0.019％，8号煤平均0.024％，6号煤平均0.018％，均为低磷煤。氯含量：5号煤平均0.015％，6号煤平均0.010％，8号煤平均0.025％，均为特低氯煤。砷含量：5号煤平均5.9ppm、8号煤平均4.4ppm，5、8号煤属二级含砷煤，6号煤平均15.2ppm属三级含砷煤。
9、微量元素：5号煤锗含量平均0.8ppm，镓含量平均l 7.3ppm；6号煤锗含量平均1.9ppm，镓含量平均l6.8ppm；8号煤锗含量平均1.7ppm，镓含量平均19.9ppm。

第二节 采区地质构造
1、采区地层
1. 1 地层
本井田位于大同煤田西部边缘，属于黄土半掩盖区。现将井田内出露及钻孔所揭露的地层按地层顺序由老到新分述如下：
（一）奥陶系中统（O2）上马家沟组（O2sm）：
厚层状灰色石灰岩，白云质灰岩夹少量泥灰岩，夹有一层约2m厚的角砾状灰岩，含头足类、腹足类化石，本井田钻孔揭露的厚度2－161m。奥陶系为钻孔所探到的最老地层。
（二）石炭系（C）
（1）中统（C2）本溪组（C2b）：
上部为灰黑色、灰色砂质砾岩、泥岩、灰白色砂岩，夹l－2层极不稳定的薄煤层。下部为深灰、灰黑色砂质砾岩、泥岩、粉砂岩、砂岩，夹1－2层薄层石灰岩（其中K1灰岩较稳定）。底部为铝土质泥岩（G层）和铁质泥岩或鸡窝状铁矿。本组含植物化石及大量孢粉，与下伏地层为平行不整合接触，厚度22－53m，平均31m。
（2）上统（C3）太原组（C3t）：
为本井田含煤地层，上部为深灰色砂质泥岩及薄层砂岩，间夹1、2号煤层。中部主要为灰白色砂岩、砾岩，夹薄层深灰色砂质泥岩。下部为主要含煤层段，含3、4、5、6、8、9号6层煤层，主要由深灰色、灰黑色砂质泥岩、泥岩、海相泥岩、泥灰岩、粉砂岩、灰白色砂岩及煤层组成。煤层中夹有薄层高岭岩、炭质泥岩。8号煤层顶部的泥灰岩及海相泥岩中偶见动物化石。底部为一中粗粒石英砂岩（K2）或砂砾岩，层位稳定，一般3－5m。与本溪组整合接触。本组厚61.74－157.69m，平均101.70m。
（三）二叠系（P）
（1）下统山西组（P1s）
为本井田含煤地层，上部以浅灰色砂质泥岩、粉砂岩与灰白色砂岩为主，夹有薄层粘土岩。下部以深灰色砂质泥岩、泥岩、粉砂岩与薄层灰白色砂岩为主，含煤三层，即山4-3、山4-2、山4，仅在07084孔，山4-2层可采，其余均不可采。底部为灰白色中一粗粒砂岩、含砾粗砂岩（K3），一般厚5m。与太原组整合接触。本组厚55.8－122.58m，平均79.88m。
（2）下统下石盒子组（P1x）
上部为灰、黄绿色砂岩、砂质泥岩及薄层灰色铝土泥岩。顶部为紫色斑块状含铝土泥岩（鲕状结构）。下部为灰色、黄绿色砂质泥岩、泥岩及灰白色砂岩。底部为灰白色胶结坚硬中一粗砾砂岩（K4）与下伏山西组整合接触。本组厚0－94m，平均33m。
（四）白垩系（K）
下统左云组（K1x）
主要分布于本井田的西北部边缘地区，岩性为紫色粘土岩及紫色砂质泥岩夹杂色砾岩。砾岩成份复杂，主要为石灰岩、岩浆岩等，分选性差。上部胶结疏松，成岩作用差，下部胶结坚硬。本组厚0－197.50m，平均厚40m。在本区揭露厚度20m左右。与下伏地层为不整合接触。
（五）第三系（R）
上第三系（N2）以红色、黄色粘土为主，含砾石及钙质结核，在本井田外西北部出露，厚0－20m，平均15m。与下伏地层为不整合接触。
（六）第四系（Q）
⑴中、上更新统（Q2+3）
浅红色、土黄色亚砂土、亚粘土为主，夹有钙质结核，主要分布于低山丘陵之上及沟谷两侧。
(2)全新统（Q4）
为现代河流沉积物，由亚砂土、砂、卵石组成，分布于现代沟谷之中。第四系厚0-38m。平均13m。
1.2含煤地层：
本井田含煤地层为二叠系下统山西组及石炭系上统太原组。分述如下：
（一）二叠系下统山西组
山西组平均厚79．88m。本组上部以浅灰色砂质泥岩、粉砂岩互层为主，中间夹灰白色中粗砂岩或含砾粗砂岩。下部以深灰色砂质泥岩、泥岩、粉砂岩、灰白色砂岩为主。含山4-2、山4-3、山4号三层煤，均极不稳定，含煤性极差。底部为灰白中－粗砂岩、含砾粗砂岩（K3），为山西组底部的标志层。与下部太原组整合接触。
（二）石炭系上统太原组
太原组平均厚101.70m，含煤8层，即1号、2号、3号、4号、5号、6号、8号、9号煤层，其中5、6、8号层煤层分布广泛，厚度大且稳定，是本井田主要可采煤层。1、2、3号层仅有零星可采点。
（1）9号煤层距太原组底1.80－18.43m，平均7.85m。上部灰色粉砂岩、砂质泥岩、泥岩，底部为灰白色中—粗砂岩、含砾粗砂岩，胶结良好、坚硬，厚为1.80－12.5m，平均4.88m。是太原组底的标志层（K2），与本溪组整合接触。
（2）9号至8号煤层之间，厚2.8－3.lm左右，平均2.97m。以泥岩、F砂岩为主，局部为细砂岩。
（3）8号至6号煤层之间，厚3.70－17.26m，平均9.65m。上部粉砂岩、泥岩、砂质泥岩为主，局部为中粗砂岩，下部炭质泥岩为主，中间局部夹有7号煤层，煤厚0－0.96m，平均0.12m。
（4）6号至5号煤层之间，岩层厚4.0－13.6m，平均7.73m。岩性以泥岩、砂质泥岩为主，局部夹有粉、细砂岩，在本井田的东部，下部岩性变为灰岩，厚5.4m左右。
（5）5号至4号煤层之间，岩性厚3.40－20.6m，平均7.97m。岩性为砂质泥岩、泥岩、粉砂岩，局部为含砾粗砂岩。
（6）4号至3号煤层之间，厚29.2－40.7m，平均34.52m。上部为砂质泥岩、泥岩，下部为中一粗砂岩或含砾粗砂岩，中间夹细砂岩、泥岩、砂质泥岩。
（7）3号至K3砂岩底厚8.57－13.54m，平均11.02m。岩性砂质泥岩、粉砂岩、局部夹细砂岩、高岭质泥岩，含1号、2号煤层，不稳定，多已风氧化。
2、地质构造
本井田位于大同煤田的西端。总体形态为一单斜构造，地层走向NWW－SEE，倾向NE。地层倾角在西南部较陡4－6°，一般为2－3°。
1、断层
本井田共发育两组断层，一组为NE向；另一组NW向。在井田外北部，发育一条近EW向走向的断层。现将井田内主要断层分述如下：
F3正断层：走向N70°W，倾向NE，倾角75°，落差30m，在本井田范围内延伸l670m。
F4正断层:走向N58°E，倾向NW，倾角60°，落差25m，在井田内延伸860m。
F5正断层:走向N75°W，倾向NE，落差4m，在井田内延伸150m。
F6正断层:走向N75°W，倾向SW，落差4m，在井田内延伸120m。
F7正断层:走向N35°W，倾向NE，落差4m，在井田内延伸140m。
F8正断层:走向N35°W，倾向NE，落差2m，在井田内延伸70m。
F9正断层:走向N62°E，倾向NW，落差5m，在井田内延伸190m。
井田外发育两条正断层Fl、F2，走向NW，倾向NE。
Fl正断层:在本井田范围外北部，走向N85°W，倾向NE，倾角70°，落差100m。
F2正断层:在本井田范围外西南部，走向N60°W，倾向NE，落差80m。
2、褶曲
本井田总体上为走向NWW－SEE向，倾向NE，倾角3°单斜构造，在此基础上发育了轴向为NW－SE向的波状起伏，两翼倾角多数为2°－4°的小褶曲分述如下：
（1） 05072孔向斜
轴向N40°W，两翼不对称，SW翼相对较陡，倾角4°，NE翼较缓，倾角为2°。延伸长度l200m。
（2） 06072孔背斜
轴向N30°W，两翼对称，倾角2°，向NW向倾伏。延伸长度l400m。
（3） 06071－07085孔背斜
轴向N40°E，两翼对称，倾角3°，延伸长度900m。
3、陷落柱、岩浆岩
在本井田范围内未发现陷落柱和岩浆活动，但与其相邻的元堡井田经生产揭露发现两个陷落柱，其长轴走向NE向。在本区外东部609孔揭露有岩浆岩。
4、冲刷带
井田内5号煤层在井田西南部变薄以致缺失，从204号钻孔测井曲线上看，3－5号煤层为零，而以下各煤层都很正常，是由于K3砂岩冲刷侵蚀所为。

第三节 瓦斯、煤尘、自燃发火等情况
1、瓦斯
根据矿井2009年度矿井瓦斯等级鉴定总结及省局批复（同煤行[2009]239号），确定为低瓦斯矿井，瓦斯绝对涌出量为0.99m3/min，瓦斯相对涌出量为4.55m3/t；二氧化碳的绝对涌出量为1.1 m3/min，二氧化碳的相对涌出量为5.06 m3/t，属低瓦斯矿井。
2、煤尘
根据矿井2005年度矿井瓦斯等级鉴定总结及省局批复（同煤行[2005]239号），小温矿井Ⅱ煤层煤尘爆炸性指数为42.3％，有煤尘爆炸危险性。
3、自燃
根据鉴定结果，Ⅱ煤层属易自燃煤层。
第五节 水文地质特征
井田属山前丘陵区，地表多为第四系黄土覆盖，井田中部有少量基岩零星裸露，总的地势呈北高南低，地形最高点位于北部边界峁梁处，地面标高l477m，井田西部有一条北西－南东向宽缓的U型冲沟，丘陵区的第四系黄土地貌还分布有大小不等的黄土冲沟，一般地面标高在1400－1450m之间。

1、含水层、隔水层：
1、奥陶系石灰岩含水层
为井田主要含水层，其富水性差异较大，本区未施工揭露奥陶系灰岩的水文孔，据邻区T4、N4（南阳坡井田）两个钻孔，揭露奥灰深度99-108m，属马家沟组地层，岩性为深灰色厚层石灰岩白云质灰岩间夹薄层泥灰岩，其中T4号钻孔孔深310m以下，岩芯破碎，岩溶裂隙发育，冲洗液消耗量为全漏不返水，终孔后观测静止水位标高1161.58m。N4号水文孔岩溶不甚发育，抽水试验采用提筒设备，当其降升为142.10m，单位涌水量仅为0.00087L/s.m。富水性弱。
2、石炭-二叠系太原组砂岩含水层
石炭系上统太原组主要为碎屑岩沉积，其中含中－粗砂岩2－3层，单层最大厚度l 5 m左右，为5号煤层直接或间接顶板，该含水层出露范围小，其入渗补给量有限。
3、二叠系山西组、石盒子组砂岩含水层
二叠系山西组、石盒子组亦为碎屑岩沉积，含中粗粒砂岩3－5层。山西组底部有厚3－21.33m的中粗粒砂岩，据钻探揭露，该层段中、下部砂岩裂隙不发育，仅在石盒子组上部风化壳内节理、裂隙发育，据邻区泉水调查资料，石盒子组砂岩出露地段有泉水溢出，水量较小。
4、风化壳含水层
岩性多由白垩系砾岩、砂质泥岩风化物组成，局部也有石盒子组风化砂岩，风化壳含水层一般厚20－40m，富水性较下部基岩稍好。
5、第四系冲、洪积层含水层
主要分布于沟谷内第四系松散层，厚度0－20m，以砂土为主，夹有砾石、砂石层，沟谷低洼处偶见有泉水出露，为当地村民饮水水源之一。
6、主要隔水层
井田煤系底部为中石炭统本溪组地层，岩性以灰黑色泥岩、砂质泥岩和灰色铝质泥岩为主，夹有薄层砂岩和石灰岩、泥质岩胶结致密，质地细腻，沉积稳定，具有良好的隔水作用，为井田煤系地层与奥陶系灰岩含水层的主要隔水层组。本溪组上覆各组地层中，砂岩含水层之间均夹有厚度不等的泥质岩类，不透水，起层间隔水作用。
2、断层的含水性与导水性
井田内断层较为发育，由于断裂构造造成各含水层直接接触，沟通了各含水层间的水力联系，断层破碎带又是地下水联系活动较为发育的地段，在小温矿井是以二号及十二号断层划为井田边界线,在接近井田边界时坚持先探后掘,因此对矿井开采的影响不是很大。矿井内的小断层不会成为导水的渠道，对开采不会构成威胁。
3、矿坑涌水量
5号煤层先期开采地段涌水量79－240m3／d，最大799m3／d

第三章 采区储量与生产能力
第一节 采区储量
矿井保有总资源储量为19428.61万吨，其中原井田1103万吨，扩区为国土资矿划字[2006]035号批复的范围（第六个拐点坐标与035号文稍有出入，经编制单位核实系四舍五入所致(附件22)）。扩区资源储量为18325.61万吨。全区可采储量为12417.9万吨。

第二节 采区工作制度
年工作天数为330天，每日3班制工作，每班工作时间8小时，矿井净提升时间为16小时。
第二节 采区生产能力的确定
根据国家发展和改革委员会办公厅文件《国家发展改革委办公厅关于组织开展2006年第一批煤炭产业升级改造项目前期工作的通知》（发改办能源【2006】1773号）（附件28）、国家发展和改革委员会同意大同煤矿集团有限责任公司小峪等16参组矿技术改造。增子坊矿为其中之一，技术改造后生产能力为120万吨/年（附件29）。又据《初步设计》及其批复、《开发方案》及其审查意见，增子坊井田升级改造后生产能力为120万t／年，本次评估确定生产能力为120万／年。
第四节 采区服务年限
设计生产能力为120万吨/年，全区服务年限为73.9年。

第四章 采区方案设计
第一节 采区主要参数的确定
1、采区斜长及走向长度
采区斜长约590米，走向长度约790米，开采深度由+40~-160m。
2、工作面长度、区段斜长及数目
增子坊矿为单水平开拓。首采区划分为6个区段。详见表3-2：

表4-1 采区水平、区段划分表
项目
一水平
区段名称
上标高
m
下标高
m
工作面
斜长
m
走向长度
m
倾角
（°）
工作面数目
上标高
+40
第一区段
+40
+6
100m
790m
20°
2个
下标高
-160
第二区段
+6
-28
斜长
590
第三区段
-28
-62
第四区段
-62
-96
区段数目
6个
第五区段
-96
-130
第六区段
-130
-160
90m

第二节 采区巷道布置
采区运输大巷位于2煤层底板中，轨道上山、回风上山及区段巷布置于2煤层中，运输大巷与上山采用区段石门连接。由于运输大巷和采区石门也采用单轨运输，根据通风的要求，确定运输大巷和采区石门净断面跟主井井筒一致。根据其地质情况采用锚喷支护。根据井下地质条件确定运输大巷和采区石门采用单轨半圆拱巷道。
采区总回风巷布置在+40标高，距1121区段回风平巷50米。考虑到2煤属较坚硬煤层，区段间煤柱留设10米。
1、巷道布置方案的选择
因本矿为低瓦斯矿井，所以布置两条上山即可满足运输、行人和通风的要求。所以列出两条可行性方案进行比较：
方案一：双煤上山布置，回风上山、轨道上山均布置在煤层中。
方案二：轨道上山沿煤层布置在底板，运输上山布置在煤层中。
表4-2采区上山布置方案比较
项目
方案
优点
缺点
方案一
双上山布置在煤层中，掘进速度快，费用低，投产快，轨道上山作为排矸、运料、运煤的上山可实现集中运输，便于管理，回风上山作为专用回风通道设备少，风阻小等优点。由于轨道上山可下放煤炭，实现间隔运输系统，因而不用另设区段溜煤眼和采区煤仓。使用双煤上山时，轨道上山和与区段运输平巷均采用矿车运输，可减少刮板运输机使用数量，易于分采分装分运，有利于提高煤质。适应性强，区段运输平巷也可分段掘。
受周边采动影响，煤巷维护频繁。间隔运输使用矿车较多，轨道上山的中下部车场长度较长，保安煤柱留设较多。轨道上山下煤排矸行人任务繁重，事故率较高，操车复杂。
方案二
轨道上山布置在岩层中，维护简单，只执行下排矸、运料、行人的工作，任务不重，运输上山布置在煤层里，区段运输平巷和运输上山使用皮带或者刮板机，可实现连续运输。因此轨上山可使用小功率绞车，采区内双轨巷道少，矿车使用量少，矿车使用量少，运输安全性高。
岩巷掘进费用高，投产慢，采煤面投产前掘进工程量大；刮板或皮带机使用台数较多，需布置采区煤层煤仓和区段溜煤眼，无法实现分采分运，不利于提高煤质。

2、选定方案的布置方式
①采区上山布置
经上述方案比较，结合本矿井年产量以及采区服务年限的需要，最终选定方案一作为本采区上山布置方式。
采区上山布置：因煤层煤质较坚硬且不易自燃，属低瓦斯矿井，无瓦斯突出危险；故轨道上山和回风上山均布置在煤层中。
图4-1 方案一布置示意图

图4-2 方案二布置示意图

表4-3 回风、轨道上山参数表
项目
断面
形状
上山间距
m
斜长
m
倾角
°
护巷煤柱
支护形式
支护材料
净断面积
㎡
轨道上山
回风上山
三心拱
20
585
20
各20米
锚喷

钢筋砂浆锚杆
4.35

图4-3 轨道上山净断面图

图4-4回风上山净断面图
3、区段的布置
首采区共有1121、1122、1123、1124等12个工作面。现主要布置1121工作面。1121区段回风巷沿+40标高布置，与回风大巷、上部车场相连，区段溜子巷沿+6标高布置后，下方留设10米区段煤柱，沿煤柱下方布置区段运输平巷，煤柱间隔100米左右掘一联络巷，将区段溜子巷与运输巷相通。当1121工作面向前推进150米后，左翼1122工作面开掘区段回风、运输平巷，准备接替。巷道布置方式与1121相同。

图4-5 区段运输、回风巷净断面图

4、采区车场设计
上部车场：
根据绞车房的布置以及区段回风巷的位置选定上部车场为逆向平车场.其优点是摘钩挂钩操作方便安全,管理容易风门漏风少.缺点是岩巷掘进费用高,矿车反向运行,调车时间长,运输能力小。

图4-6采区上部车场示意图
中部车场：
采用单钩单侧绕道式甩车场。起坡类型为：单道起坡。布置方式：采用斜面路线二次回转方式，其优点是：交岔点短，工程量小，易于维护。缺点：提升牵引角大，不利于操车，调车时间长，推车劳动量大。

图4-7 采区中部车场示意图
下部车场：
采用顶板绕道车场。

图4-8采区下部车场示意图
第三节 采区硐室布置及位置的选择
1、确定煤仓的形式、容量及位置
由于采区采用双煤上山布置，又因产量不大，轨道上山执行运煤的任务，采用间隔运输系统完全可以满足年产量的需要。故采区无井底煤仓。
2、确定采区变电所的位置及形式
采区变电所位于-100标高的轨道上山和回风上山之间的联络巷中，用“—”式布置。
3、确定采区轨道上山绞车房布置方式和位置
采区轨道上山布置在采区走向中央位置的煤层中。详见表4-3、图4-3及图4-4。
绞车房位于第一区段+40标高位置，距离1121回风巷37米。绞车房布置形式见下图：

图4-9绞车房布置图 ①—钢丝绳通道 ②—电动机壁仓
③—风道
第四节 开采顺序及采掘工作面工程排队
1、开采顺序
水平：本矿井为单水平开采，无水平开采顺序。
区段：本矿井以东翼采区为首采区，区段开采顺序是由上至下的下行式开采顺序。区段两翼工作面，每翼工作面用后退式开采，靠近轨道上山一侧的工作面先投产。
采区开采顺序：11采区→12采区。
区段开采顺序：11采区一区段→11采区二区段→三区段等。
工作面开采顺序为：1121工作面→1122→1123→1124等。
2、采掘工作面工程排队
①确定采掘比：采区掘进率=
= 84 m/万t
②掘进组数的确定：即确定采掘工作面的比例关系，计算方法如下：
N=
式中：N——采掘工作面数目比例
——回采工作面采煤时间（月）；
——掘进工作面所需时间（月）；
V1——煤巷掘进速度； 米/月
L1——区段运输巷长度；米
L2——区段回风巷长度；米
L3——联络巷与其它临时巷之和；取500米
根据计算煤掘队需3队可以满足要求。由于该矿井的石巷掘进不多，安排1个岩掘队就可以满足要求。

第五节 采区生产生产能力验算
1、 采区同采工作面数目验算
回采工作面生产能力的计算：
工作面产量=年推进度×工作面长度×采高×容重×回采率×工作面组数
A=422×90×2×1.4×0.95×1=10万t。
矿井的年生产能力为9万t。一个工作面产量加10%的掘进煤量（1万t）=10万t，可以保证生产需要。
2、采区生产能力验算
根据矿井的生产能力计算，该矿井只需布置一个回采工作面就可以满足生产能力：采区生产能力=回采工作面生产能力，即采区生产能力A=煤厚×容重×工作面长×日循环次数×年平均日循环率×每循环进