安全生产基本情况.docx

一、 矿井概况

1、地理位置及交通情况
山西煤炭运销集团三百子煤业有限公司矿井隶属于山西煤炭运销集团三百子煤业有限公司，行政隶属宁武县东寨镇和余庄乡管辖。位于山西省忻州市宁武县东寨镇和余庄乡境内，距宁武县直距约14km。其地理坐标为东经112°07′30″～112°11′16″，北纬38°50′00″～38°52′30″。
井田东部距宁静铁路三马营煤炭集运站5km，东北距北同蒲和宁岢铁路23km，距宁武煤炭集运站23km。宁静铁路与北同蒲和宁岢铁路在宁武相连，北至大同，东北至北京，东至黄骅，南至太原。
井田东南部有宁白公路通过，距本井田约0.8km，有简易公路与其相通，交通方便。
2、井田面积、产状、勘探程度、资源储量、矿井规模及服务年限
根据2011年11月27日新换发的采矿许可证，批准山西煤炭运销集团三百子煤业有限公司开采2号和5号煤层，采矿许可证(证号C1400002009111220050121),兼并重组整合后的三百子煤业公司井田由12个拐点组成，井田面积9.9276km2。
井田范围由下列1～12个拐点坐标连线圈定。见井田境界拐点坐标表1-1。

表1-1 井田境界拐点坐标表 单位：m
序号
西安80直角坐标（6度带）
北京54坐标系（6度带）
经距Y
纬距X
经距Y
纬距X
1
19599919.36
4306312.28
4306358.00
19599993.00
2
19600512.36
4307086.28
4307132.00
19699586.00
3
19601439.36
4306542.28
4306588.00
19601493.00
4
19601784.36
4306337.28
4306383.00
19601858.00
5
19600051.37
4303576.27
4303622.00
19600125.00
6
19597962.37
4300349.26
4300395.00
19698036.00
7
19597281.37
4300904.26
4300950.00
19697355.00
8
19597735.36
4302978.26
4303024.00
19597809.00
9
19598159.36
4303482.26
4303530.00
19598230.00
10
19598754.36
4304252.27
4304300.00
19598825.00
11
19599059.36
4304602.27
4304650.00
19599130.00
12
19599529.36
4305392.27
4305400.00
19599600.00
井田北至小木厂村北梁，南至李家圪洞村南1.5km，呈北东～南西向展布的长条状。北东～南西长7.15km，东西宽约1.5km，面积9.9276km2。开采深度由+1999.99 ～+1099.99m。
山西煤炭运销集团三百子煤业有限公司兼并重组整合后，截止2010年12月底批准开采煤层的保有资源/储量总计为83.60 Mt，其中探明的经济基础储量（111b）为67.30Mt，推断的内蕴经济资源量（333）为16.30Mt。
根据资源储量情况确定本矿井的生产能力为1.20Mt/a。
服务年限：
T＝Z/(k·A)= 41.67 /(1.4×1.2)=24.80a
3、资源赋存状况、煤质指标及地质构造
(1)地质构造
本区位于山西中隆北部吕梁隆起北端宁静向斜西翼。井田内地层呈单斜产出，走向NE～SW向，倾向ES，倾角41°～43°，属倾斜煤层，从煤层露头处向深部，倾角逐渐变缓。
根据目前现有巷道揭露，井田内未发现断裂构造，但根据三维地震资料，发现有三条断层，根据钻孔资料，发现断层一条。
DF1正断层
位于井田西南部。三维地震发现，走向近于N31°E，倾向SE，倾角70°，延伸长度250m。控制最大落差35m。
DF2正断层
位于井田东部。三维地震发现，走向近于N45°E,倾向SE，倾角70°，延伸长度190m。控制最大落差22m。
DF3正断层
位于井田西南部。三维地震发现，走向近于N31°E，倾向SE，倾角约70°，延伸长度587m。控制最大落差15m。
F4逆断层
位于井田南部。ZK702钻孔5号煤层重复,发现该断层,倾向SE。倾角70°,控制最大落差13m。
本井田地层倾角较陡，小断层较发育，井田构造复杂程度为中等。
井田内没有发现陷落柱和岩浆岩活动迹象。
综上所述，本井田地质构造类型属中等类型。
（2）煤层赋存情况
A、含煤性
井田内主要含煤地层为石炭系上统太原组（C3t），含煤6层，自上而下编号为1、2、3、4、5、6号煤层，煤层总厚度13.85m。
1号煤层仅ZK202、ZK301、ZK701、ZK802、ZK901钻孔发育，为不可采煤层，厚度0.30～0.88m，平均0.46m。
2号煤层为本井田主要可采煤层，赋存区大部稳定可采，厚度0.20～3.97m，平均1.35m。
3号煤层为零星可采煤层，ZK602、ZK702、ZK802、ZK901、ZK902钻孔发育，厚度0.42～1.10m，平均0.77m，为不可采煤层。
4号煤层零星可采煤层，在ZK402、ZK502、ZK601、ZK702、ZK802 、ZK901、ZK902钻孔发育，厚度0.10～1.43m，平均0.71m，为不可采煤层。
5号煤层为本井田主要可采煤层，全井田稳定可采，厚度5.21～13.88m，平均9.98m。
6号煤层，为不可采煤层，在ZK301、ZK302、ZK401、ZK402、ZK701、ZK902钻孔发育，厚度0.10～0.50m，平均0.39m，为不可采煤层。
太原组地层厚99.43～165.01m，平均119.01m，含煤系数11.64％。
B、可采煤层
2号煤层位于太原组上部。该煤层在整合后井田中部后子沟一带（ZK501、ZK502、ZK602钻孔）和南部车道沟一带（ZK902钻孔）不可采或尖灭，在井田其它地区赋存良好。赋存区煤厚0.20～3.97m，平均1.35m。顶板岩性为泥岩、砂质泥岩、局部为砂岩，底板岩性为泥岩、砂质泥岩、结构简单，不含夹矸或偶含一层夹矸，为赋存区稳定可采煤层。
5号煤层：位于太原组下部，上距2号煤层间距79.44～129.58m，平均97.92m。底板高程944.98～1801.57m。该煤层全区分布。煤厚5.21～13.88m，平均厚9.98m。顶板岩性为泥岩、炭质泥岩、砂质泥岩，为主，少数为粗砂岩、中砂岩、底板为炭质泥岩、砂质泥岩，粉砂质泥岩。煤层结构较简单，含夹矸0～4层，多数为2层，夹矸厚度0.15～1.30m，为全区稳定可采煤层。井田可采煤层特征见表3-3。

表3-3 可采煤层特征表
煤
层
号
煤层厚度(m)
最小～最大
平均
煤层间距（m）
最小～最大
平均
夹矸
（层）
结构
稳
定
性
可采性
顶板
岩性
底板
岩性
2
0.20～3.97
1.35

0～1
简单
稳定
赋存区全区可采
泥岩
泥岩
79.44～129.58
97.92
5
5.21～13.88
9.98
0～4
较简单
稳定
全区可采
泥岩
泥岩

C、顶底板情况
矿区范围内煤层顶底板岩石以泥岩、砂岩为主，成整体状，泥岩相对风化严重。
2号煤层位于太原组上部，顶板岩性为泥岩、砂质泥岩、局部为砂岩，底板岩性为泥岩、砂质泥岩。顶、底板属较稳定型。
5号煤层位于太原组下部，顶板岩性为泥岩、炭质泥岩、砂质泥岩为主，少数为粗砂岩、中砂岩，底板为炭质泥岩、砂质泥岩，粉砂质泥岩。顶、底板属较稳定型。
（3）煤种煤质
2号煤层煤为中灰～高灰、中高挥发分～高挥发分、特低～高硫、低热值～中热值的气煤和1/2中粘煤。
5号煤层煤为低灰～中灰、中高挥发分～高挥发分、中～中高硫、低热值～特高热值的气煤和1/2中粘煤。
4、水文地质条件、可采煤层、瓦斯赋存、煤层自燃和爆炸性
本井田井田范围内共含有3个含水层，2个隔水层，2号煤层矿井水文地质类型本井田划分为中等，5号煤层矿井水文地质类型突水系数小于0.1MPa的范围为中等，突水系数大于0.1MPa的范围为复杂。
（1）地表水体
井田范围呈西南～东北长条状，地形总体北西高东南低，最高点海拨+2137.9m，最低点海拨1727.7 m，相对高差410.2m，属中高山区。
井田位于宁武县界内，井田内无池塘及常年流水河流，沟谷中有季节性流水，在沟谷低洼处夏季有地下水渗出，沿沟谷径流百余米即渗入地下，冬季干枯。
（2）主要含水层
A、新生界松散岩类孔隙水含水层
松散岩类含水层岩性主要为第四系全新统冲洪积、残坡积物及上更新统亚砂土，一般雨季含水，平时含水极弱。厚0～11m，主要接受大气降水补给，蓄水条件差，富水性弱，为弱含水透水层。
B、石炭—二叠系碎屑岩层间裂隙承压含水层
该含水层组包括石炭系太原组，二叠系山西组地层中所含的各层砂岩裂隙水含水层。主要含水层为含砾粗砂岩、中粗、中细砂岩，因含水层夹在泥岩、砂质泥岩等隔水层中，补给条件差，只靠裂隙补给，故含水性弱。
C、碳酸盐岩裂隙岩溶承压含水层
岩性以石灰岩、白云质灰岩、角砾状、豹皮状灰岩、泥灰岩为主，井田内未出露,地下水位大都在区域侵蚀基准面之下,据区域水文资料和邻近的东汾精查区推测井田内奥陶水位高程为1300～1320m左右。
(3)主要隔水层
井田内较稳定的隔水层主要为石炭系本溪组铁铝质泥岩，其次为各含水层间泥岩。
A、石炭系本溪组铁铝质泥岩隔水层：本组厚11.50～34.00m，平均厚度28.64m。该层空间分布稳定，厚度变化不大，岩石胶结致密完整，质地细腻，裂隙很不发育，是奥陶系岩溶水与上覆煤层之间隔水层，是良好的区域性隔水层。
B、二叠系山西组和石炭系太原组地层中的层间泥岩隔水层：分布于不同时代地层中的泥岩和砂质泥岩，泥岩和砂质泥岩单层厚 0.50～14.93m，岩石完整，结构致密，岩性单一，常在一定范围内形成相对良好的隔水层，在开采煤矿中由于有层间隔水层存在，不会形成区域内各含水层间的直接水力联系。
(4)井田地下水的补给、径流、排泄条件
A、奥陶系石灰岩岩溶裂隙水
井田位于雷鸣寺泉域的北部，煤系地层以西广大地区出露奥陶系灰岩，岩溶水在此区域接受大气降水和地表水的渗透补给，是奥陶系岩溶水的主要补给区。奥陶系石灰岩下伏于煤系地层，井田处于岩溶水迳流区，迳流方向为由西北向东南，汇集于雷鸣寺泉区排泄，排向汾河,同时在区域流场范围，有部分水井开采石灰岩地下水。
B、石炭、二叠系砂岩裂隙水
矿区内石炭二叠系地层大部为裸露区，砂岩层间裂隙水其裸露区除接受大气降水补给外，还接受河流补给。排泄方式以产煤矿井的矿坑排水为主，其次是村庄村民生产生活牲畜饮用，亦有部分在沟谷低洼处呈泉水溢出。由于层间泥质岩的隔水作用及单斜构造地层的影响，具承压性，迳流方向沿地层倾向由西北向东南运移。
C、新生界松散岩类孔隙水
第四系全新统冲洪积、残坡积物及上更新统亚砂土孔隙水靠当地的大气降水渗透补给，并就地排泄于河道与沟谷，形成泉水。由高向低运移，主要排泄方式为向下伏煤系地层基岩渗漏补给。
(5）可采煤层
2号煤层位于太原组上部。该煤层在整合后井田中部后子沟一带（ZK501、ZK502、ZK602钻孔）和南部车道沟一带（ZK902钻孔）不可采或尖灭，在井田其它地区赋存良好。赋存区煤厚0.20～3.97m，平均1.35m。顶板岩性为泥岩、砂质泥岩、局部为砂岩，底板岩性为泥岩、砂质泥岩、结构简单，不含夹矸或偶含一层夹矸，为赋存区稳定可采煤层。
5号煤层：位于太原组下部，上距2号煤层间距79.44～129.58m，平均97.92m。底板高程944.98～1801.57m。该煤层全区分布。煤厚5.21～13.88m，平均厚9.98m。顶板岩性为泥岩、炭质泥岩、砂质泥岩，为主，少数为粗砂岩、中砂岩、底板为炭质泥岩、砂质泥岩，粉砂质泥岩。煤层结构较简单，含夹矸0～4层，多数为2层，夹矸厚度0.15～1.30m，为全区稳定可采煤层。

（6）瓦斯
2011年3月，山西省煤炭工业局综合测试中心编制了《山西煤炭运销集团三百子煤业有限公司矿井瓦斯涌出量预测报告》，根据预测结果，开采2号煤层时，矿井最大绝对涌出量为3.76m3/min，最大相对涌出量为1.99m3/t；开采5号煤层时，矿井最大绝对涌出量为5.18m3/min，最大相对涌出量为2.74m3/t。属低瓦斯矿井。
（7）煤尘
2010年12月14日山西省煤炭地质研究所编制了《煤芯样煤自燃倾向性、煤尘爆炸检测报告》，检测结果煤尘有爆炸性。
（8） 煤的自燃倾向
2010年12月14日山西省煤炭地质研究所编制了《煤芯样煤自燃倾向性、煤尘爆炸检测报告》，检测结果自燃倾向性质为2号煤层自燃，5号煤层容易自燃和自燃。

二、生产系统简况

1、井田开拓
工业场地内新建主井、副井和回风斜井三条井筒。为了避开奥灰岩承压水的威胁，避免井底车场、井底接近或穿入奥灰岩承压水岩层内，将水平井底车场均布置在5号煤层的顶板，主、副井井底分别布置在5号煤层的顶、底板岩层内，但远离奥灰岩承压水岩层。全井田划分二个水平（二水平目前在采矿证批准范围外，仅做为远景规划），主、副井井底开凿到一水平。主井采用半上装载方式，利用带式输送机运输斜巷连接井底煤仓和水平带式输送机大巷。轨道运输利用井底车场连接井筒和轨道大巷。初期在在工业场地内建一条回风斜井，通风方式为中央并列式通风系统，后期在井田的北翼煤层露头处再建一条回风立井，通风方式为混合式通风系统。
根据矿井的开拓方式，整合后共建4条井筒开拓全井田，即在工业场地内布置主井、副井和回风斜井，在井田北翼煤层露头以外井田境界1号拐点坐标附近布置1条回风井。
2、采区布置
(1)采区巷道布置
1512采区布置三条上山巷道分别为1512采区轨道上山、1512采区回风上山和1512采区带式输送机上山，其中轨道上山以伪斜角24°沿5号煤层底板布置，回风上山以伪斜角24°沿5号煤层顶板布置，带式输送机上山与5号煤层相交以伪斜角16°沿岩层布置。
S151201工作面运输顺槽沿5号煤层顶板布置、回风顺槽沿5号煤层底板布置，运输顺槽通过溜煤眼与带式输送机上山相连，工作面回风顺槽直接与采区回风上山相接。
(2)采区开采顺序
采区内工作面采用后退式开采方式。
(3)工作面巷道布置及支护
采用倾斜－圆弧过渡－水平布置方式，运输顺槽沿煤层顶板破顶掘进，回风顺槽沿煤层底板破底掘进。
工作面支护：
基本支护技术
a、巷道断面
断面设计为矩形，尺寸：宽×高=4.5×2.5m，回风顺槽沿煤层底板破三角底掘进，破三角底高度为900mm，运输顺槽沿煤层顶板破三角顶掘进，破三角顶高度为900mm。
b、锚杆规格及其布置
全断面锚杆共14根，均选用Φ20×2200mm的等强杆体的高强度无纵筋左旋螺纹钢锚杆。
c、锚固方式
锚杆采用加长锚固方式，每根锚杆采用1支规格为K2335快速树脂药卷与1支规格为Z2360中速树脂药卷锚固，以此保证锚杆的锚固质量。
d、锚杆间、排距
初步确定顶板和两帮锚杆间、排距为800×800mm。
e、锚杆预紧力
初步确定锚杆预紧力矩为300N·m。要求顶板及两帮均采用风动扳手上紧锚杆螺母。
f、锚杆支护附件
主要包括钢带和网。
顶板：选用Φ14mm圆钢焊接、宽度为80mm钢筋托梁配合菱形金属网护顶，网孔规格为50mm×50mm。
钢筋托梁要求焊接必须牢靠，在使用过程中不能出现开焊等问题，在安装锚杆的位置处焊上两段纵筋，以便安装锚杆。
当在掘进过程中，顶板较破碎，钢筋托梁护顶不利时，可选用BHW-220-3.00型W钢带配合菱形金属网护顶。
两帮：选用Φ14mm圆钢焊接、宽度为80mm钢筋托梁配合菱形金属网护帮，网孔规格为50mm×50mm。
加强支护技术
考虑到顶板的不稳定性，需要在锚杆支护的基础上进行必要的加强支护。根据现场条件和类似条件下巷道围岩控制状况，可采用“小孔径锚索加强支护”形式在现场进行试验。
a、锚索布置
顶板加强支护：锚索排距为2.4m，即每3排锚杆布置一排锚索，每排锚索2根，与巷帮距离均为1.0m，布置在锚杆排中间。锚索长度为8.3m，外露长度为300mm。每根锚索用1支K2335快速药卷与2支Z2360中速树脂药卷锚固。锚索托盘使用厚度16mm钢板，规格为300×300mm。
b、锚索选择
锚索采用φ17.8mm的预应力钢铰线。
c、锚索张拉力
顶板锚索张拉力不小于12t。
由于5号煤层属于偏软煤层，受采动影响，局部可能极其破碎，为了保证巷道支护系统稳定，在巷道必要地段实行架棚支护。
工作面端头支护
a、上端头
前、后溜子机头上部分别采用单体支柱配合4.0m长π梁支护，两对四梁，一梁三柱迈步布置，迈步距0.6m。机头距回风顺槽部分布置两排3.0m单体液压支柱配合1.8m长π梁维护顶板，柱距1.0m，排距0.8m。靠采空区布置切顶点柱6～10个，两排三花布置，柱距0.5m，排距0.6m。
b、下端头
布置三排3.15m单体液压支柱配合4.0m长π梁维护顶板。靠采空区布置切顶点柱6～10个，两排三花布置，柱距0.5m，排距0.6m。
(4)工作面区段煤柱留设尺寸的确定：区段煤柱斜长20m。

3、主要运输系统情况
（1）矿井主提升
主井地表高程＋1869.00m，井底位于5号煤层顶板岩层中，井筒净直径5m。煤仓上口高程+1398.00m，选择立式定量装载设备，装载高程+1353m，主井装备一台JKM-2.8×4(Ⅲ)型摩擦式提升机，提升容器为一对9t箕斗，箕斗采用四角对称布置，井上、下采用异侧装卸载，提升机塔式布置，主井兼作入风井；副井地表高程+1864.00m，副井井筒穿越上覆新生界地层厚度5.50m，井底位于5号煤层底板岩层中，井筒净直径7.5m。一水平井底车场高程＋1350.00m，副井装备一台JKM-3.5×4(Ⅲ)型摩擦式提升机，提升容器为1.0t矿车双层四车罐笼一对（一宽一窄），提升机塔式布置，副井兼作入风及安全出口，敷设排水、消防、洒水管路,以及动力、通讯、信号等电缆。
（2）矿井运输
A、运输方式
主运输采用带式输送机运输方式，辅助运输采用蓄电池电机车运输方式。
B、设备选型
主运输：B=1000mm，Q=800t/h，V=2.5m/s，δ=0°，铺设水平长度L=194m，带强630N/mm。驱动型式为头部单滚筒一电机，配70kW（660V）电动机一台。带式输送机防滑验算（S1/S2≤eua1 =2.7）及悬垂度要求的最小张力均满足要求。 采用液压自动拉紧方式。
辅助运输： 8t蓄电池电机车牵引12辆1t矿车
C、运输巷道断面、支护方式、坡度及钢轨型号

附表

顺序
名 称
单位
主井
副井
回风斜井
北翼回风井
1
井口坐标
经距(Y)
m
4303526.000
4303507.000
4303693.000
4306266.000
纬距(X)
m
19599068.000
19598919.000
19598948.000
19599940.000
井口高程
m
+1869.000
+1864.000
+1865.000
+2025.000
2
提升方位角

39°00′00″
39°00′00″
186°00′00″
33°00′00″
3
井筒倾角

90°00′00″
90°00′00″
26°00′00″
90°00′00″
4
井底高程
m
+1310.000
+1310.000
+1370.000
+1370.000
5
井筒深度（斜长）
m
559.0
554.0
475.0
305.0
6
井壁厚度
基岩风化带段
mm
500
600
450
450
基岩段
mm
400
450
350
350
7
井筒直径（宽）
基岩风化带段
净
mm
5000
7500
4500
4500
掘进
mm
6000
8700
5100
5400
基岩段
净
mm
5000
7500
4500
4500
掘进
mm
5800
8400
4700
5200
8
断面积
净
m2
19.6
44.2
14.7
15.9
掘进
基岩风化带段
m2
28.3
59.4
18.4
22.9
基岩段
m2
26.4
55.4
16.2
21.2
9
支护材料
基岩风化带段

钢筋混凝土
钢筋混凝土
钢筋混凝土
钢筋混凝土
基岩段

混凝土
混凝土
锚网喷
混凝土
10
装 备

一对9t箕斗、
单层双罐笼，梯子间、管缆间
注浆管路
梯子间

本矿井开拓巷道主要布置在5号煤层底板岩层中，采用锚喷支护。巷道断面特征详见表7-1。
表7-1 巷道断面特征表
序
号
巷道
名称
巷道
类别
轨道
支护形式
净断面形状
（宽×高）
（mm）
断面积(m2)
备注
净
掘进
1
+1360m带式输送机大巷
岩巷

锚杆、锚索、金属网联合支护
直墙半圆拱
B=4500mm，H=1500mm
14.7
16.4

2
+1350m轨道大巷
岩巷
30kg/m钢轨
锚杆、锚索、金属网联合支护
直墙半圆拱
B=4800mm，H=1400mm
17.3
19.7

3
+1660m集中回风巷
岩巷

锚杆、锚索、金属网联合支护
直墙半圆拱
B=4000mm，H=1500mm
15.4
16.7

4
联络巷
岩巷

锚杆、锚索、金属网联合支护
直墙半圆拱
B=4000mm，H=1500mm
12.3
13.7

(3)采区运输
A、轨道上山提升设备
提升设备担负轨道上山，设备、材料及人员的提升运输任务。提升机选用JKB-2.5×2.3P型单滚筒单绳缠绕式提升机，采用单钩串车上、下平车场提升方式，提升矸石、下放材料等采用1t标准矿车，矿车质量610kg，载矸石1.8t。升降人员时采用XRB15-6/6型(4203mm×1200mm×1538mm)， 15人座斜巷人车，每节车厢载人15位，头车自重2200kg，挂车自重1300kg，每次提升5辆矿车或3辆人车（2头车，1挂车）。
B、运输上山：B=1000mm，Q=800t/h，V=2.5m/s，δ=13°，铺设水平长度L=160m，带强630N/mm。驱动型式为头部单滚筒一电机，配160kW（660V）电动机一台，带式输送机防滑验算（S1/S2≤eua1 =2.7；）及悬垂度要求的最小张力均满足要求， 采用尾部重锤车拉紧方式。

4、供电系统
（1）供电线路
根据本矿的最终用电负荷、线路长度、允许电压损失、经济电流密度等条件，三百子矿井35kV矿井变电所两回架空输电线路，其中一回35kV电源以架空方式引自余庄110kV变电站，输电线路导线型号LGJ-150,送电距离为5.5km。混凝土塔杆架空线，全线架设避雷线，避雷线选用GJ-35钢铰线。另一回35kV电源以架空方式引自东寨110kV变电站,输电线路导线型号LGJ-150送电距离为11km。混凝土塔杆架空线，全线架设避雷线，避雷线选用GJ-35钢铰线。两条供电线路一条工作，另一条带电热备用。
（2）地面供电
A、变电所布置
35kV变电所所址按尽可能接近主要用户与负荷中心、进出线及运输方便、地形平坦、地面标高满足防洪要求、避开污秽地段、有较宽的线路走廊且布设方便等的原则。
B、变电所主接线及主要设备
根据矿井电源条件及负荷分配情况，建一座35kV变电所，本次设计35kV侧和10kV侧均采用单母线分段主接线方式，35kV和10kV开关设备均设置在室内。二台主变压器，型号为SZ11-10000/35，35±2×2.5%/10kV,10000kVA，布置在室外，正常工作时，二台变压器同时工作，分列运行，当一台变压器事故或检修停止运行时，另一台变压器可保证矿井全部负荷用电。负荷率为42%，保证率为100%。二台变压器同时工作，分列运行，当一台变压器事故或检修停止运行时，另一台变压器可保证矿井全部负荷用电。
矿井35kV开关设备选用间隔式金属封闭开关设备，型号为KYNS-40.5，断路器为ZN107-40.5。
10kV开关设备选用KYN28A-12型铠装移开式交流金属封闭开关柜，10kV开关设备配置ZN73A-12型户内高压真空断路器。
（3）井下供电
A、井下主变电所
主变电所10kV开关设备选用PBG49-10型矿用隔爆型高压真空配电装置，0.66kV低压开关设备选用KBZ系列矿用隔爆型真空馈电开关等。主变电所内设矿用隔爆型变压器两台，型号为KBSG-500/10，10/0.69，500kVA,主要负担安全检测电源、运输大巷照明等低压用电负荷以及综合自动化控制系统电源、矿井安全监测系统电源和其它低压用电负荷。
主排水泵房内设KBGR-200/10型矿用隔爆型软启动器三台，主排水泵采用高压晶闸管软启方式。
B、大巷带式输送机配电
在大巷带式输送机机头附近设大巷带式输送机机电硐室一座，承担所有带式输送机的电负荷配电。大巷带式输送机采用液力耦合器进行启动。在各个带式输送机机头附近设可移动变压器为各个带式输送机配电，配电采用0.66kV电压等级。
C、避难硐室及避难仓配电
在井底车场附近设永久避难硐室一座，在采煤工作面设两套移动避难仓，在采区下山里面设一套移动避难仓，配电采用0.66kV电压等级。永久避难硐室内设有矿用隔爆兼本质安全型应急UPS电源，移动避难仓内部集成应急UPS电源。在发生矿难时保证避难硐室内所有监控设备及应急照明正常工作，时间不小于96个小时。
D、工作面配电
工作面配电采用1.14kV、0.66kV电压等级。
在现有各采煤、掘进工作面已经采用矿用隔爆型移动变电站、矿用隔爆型真空组合开关、矿用隔爆型真空馈电开关和矿用隔爆型（真空）电磁启动器配电设备。移动变电站的10kV电源均引自井下主变电所。1.14kV矿用隔爆型真空组合开关均选用国产优质设备。基本满足矿井井下供电要求。
现有矿用隔爆型移动变电站选用MYPTJ-10kV型矿用移动金属屏蔽监视型橡套软电缆供电；采煤机设备选用MCPT型采煤机金属屏蔽监视型橡套软电缆供电；可伸缩带式输送机等设备选用MYP型矿用屏蔽软电缆供电；乳化液泵、喷雾泵等设备选用MYP矿用移动橡套软电缆供电；岩石电钻等设备选用MZP-0.5kV型矿用电钻电缆供电；其余0.66kV设备均选用MYP-0.66kV型矿用移动屏蔽橡套软电缆供电；井下照明选用MYQ-0.3/0.5kV型矿用移动轻型软电缆供电。基本满足矿井井下供电要求。
综合掘进、普通掘进工作面局部通风机采用“三专”供配电。
5、供水、排水系统
（1）用水量
矿井总用水量采暖期为2353.37m3/d（非采暖期用水量为2222.27 m3/d，均包括洗煤厂生产、生活用水），其中生活用水量采暖期为606.90m3/d（非采暖期用水量为418.30 m3/d），生产用水量1803.97m3/h。
（2）水源
A、生产用水
矿井正常涌水量为95.41m3/h，最大涌水量为143.11m3/h。涌水排出地面后，经净化处理后，水质指标为：SS含量＜30 mg/L，悬浮物粒径＜0.3mm，PH=6～9，大肠菌群不超过3个/L，水质符合井下防尘洒水用水水质标准，作为井下消防、洒水、注浆及地面洗煤厂生产补充用水，不足部分由生活水补充。
B、工业场地生活、消防用水
生活用水由汾河三泵站供水，中途设供水加压泵房、调节水池及供水管网至工业场地新建的日用消防水池内，保证用水量同时水质符合生活饮用水水质标准，矿井工业场地内生活、生产及消防用水由新建泵房保证。
C、水量平衡
本工程生产、生活总用水量为2353.37m3/d（非采暖期用水量为2222.27 m3/d），
其中井下消防洒水用水量835.18 m3/d，注浆站用水437.90 m3/d，洗煤厂生产用水530.89 m3/d， 一般生活用水量为606.90 m3/d（非采暖期用水量为418.30 m3/d）。
（3）给水系统
A、井下消防洒水给水系统
涌水排出地面后，经混凝、沉淀、过滤、消毒处理后，水质指标为：SS含量＜30 mg/L，悬浮物粒径＜0.3mm，PH=6～9，大肠菌群不超过3个/L，水质符合井下防尘洒水用水水质标准，其中井下排水经过混凝沉淀后用于注浆站用水，中间水池内水用水洗煤厂补充用水。
B、井下供水施救给水系统
同时由地面生活给水系统引入井下一根生活饮用水管道，经回风斜井进入井下，中间设减压装置，保证用水点用水安全，所有巷道内每个50米设一个三通阀门，供水系统主、支管网设流量、压力等仪表，供水管路每隔200米设阀门，供水管路中的水定期进行排放水，保持饮水安全。
C、生产给水系统
注浆站用水由井下水处理站提供，洗煤厂生产补充水（本专业只考虑生产补充水至浓缩池澄清水池即可）由井下水处理间提供，不足部分由生活水补充。
D、生活及消防给水系统
一般生活、消防用水由工业场地外设供水加压泵房提供至工业场地内新建水池内，生活给水根据建筑物用水情况分高、低区给水系统，消防给水根据建筑物性质分高、低区消防给水系统，在主井井塔和洗煤厂原煤仓上分别设V=12m3消防水箱一个。
工业场地消防给水管网为环状管网，按照间距不大于120米，保护半径不大于150米布置室外消火栓。室外消火栓采用SA100/65-1.0型地下式消火栓，生活及生产给水管网为枝状管网，给水管材球墨铸铁管，K型接口，胶圈接口，管道最小埋设深度为1.20m。
（4）设备选型
A、供水加压泵房
a、半地下式泵房1座（10.5m×6.9m）
b、200立方米地下水池1座（7.8m×7.8m）
c、供水水泵2台（KQLW100X-20（p）×8-Ⅱ Q=72 m3/h H=160m N=55KW
d、潜水泵1台（50WQ/C249-1.1 Q=20m3/h H=10m N=1.1KW）
B、井下消防洒水水池
600立方米地下式水池2座（12.9m×12.9m）
C、注浆站
a、注浆站（33.0m×12.0m）
b、水泵2台（KQL100/125-11/2 Q=70-120m3/h H=23.5-14m N=11kw）
c、螺旋给料机2台（ZJ50-WL N=5.5kw）
d、带式输送机2台（JB650-LD 宽650mm 长10m N=3.0kw）
e、制浆机2台（ZN50 N=45kw）
f、搅拌机2台（ZJ50-DQ N=5.5kw）
D、矿井水处理间
a、处理间（57.0m×13.5m）
b、150立方米中间水池和清水池各1座地下式（6.8m×6.8m）
c、矿井水处理设备1套（100m3/h）及回用水泵
E、日用消防泵房
a、半地下式泵房1座（27.3 m×7.2m）
b、1000立方米地下式水池1座（15.9m×15.9m）
c、高区生活给水设备（NBGL2-1280）1套（其中包括：给水泵2台KQL50/250-11/2 Q=8.8m3/h H=82m N=7.5kw 、气压罐1个φ800×2400）
d、低区生活给水设备（NBGL3-5060）1套（其中包括：给水泵3台KQL80/200-15/2 Q=43.3m3/h H=60m N=15kw 、气压罐1个φ1200×3050）
e、高区消防泵2台（XBD10/10-80-285 Q=10L/S H=100m N=30kw）
f、低区消防泵3台（XBD7.2/20-100-235 Q=20L/S H=72m N=30kw）
g、潜水泵1台（50WQ/C249-1.1 Q=20 m3/h H=10m N=1.1KW）
（5）排水系统
选用3台MD280-65×9型矿用耐磨离心式排水泵， H=558-612m，Q=185-335 m3/h布置于井下主排水泵房。 配YB系列矿用隔爆型电动机900kW，10kV,1480r/min,正常涌水期1台工作，1台备用，1台检修。最大涌水期1台工作， 2台备用。排水管路选用2趟φ219×10无缝钢管经管子道沿副立井井筒敷设至地面。正常涌水期1趟工作，最大涌水期1趟工作。吸水管路选用φ273×8无缝钢管。底阀去掉阀片，保留滤网，采用SBS型射流泵抽真空吸水启泵。

6、通风系统
（1）通风方式
矿井的通风方式为抽出式，初期采用中央并列式通风系统，后期采用混合式通风系统，矿井风量110m3/s。
（2）通风系统
矿井采用主井和副井进风，回风斜井回风，初期采用中央并列式通风系统，后期采用混合式通风系统。局部通风采用局部通风机，风机工作方法为压入式。初期主扇选用FBCDZ-10-№29E防爆对旋式轴流通风机2台，1台工作，1台备用。
（3）通风设施
为保证矿井正常通风和安全生产，根据通风系统需要，必须按规定设置风门、风桥、调节风窗、密闭门等通风设施。掘进工作面局扇为双风机双电源自动切换。为防止漏风，通风设施要按作业规程施工，以保证其应有的作用。对矿井通风系统要经常检查，通风设施要完备齐全，对有损坏的地方要及时修补更换，风门设置应满足反风需要。为降低风阻，除设计尽量采用并联通风外，在实际生产中应避免在主要风路堆放杂物，以防风流紊乱和局部风速超限。
（4）矿井瓦斯
2011年3月，山西省煤炭工业局综合测试中心编制了《山西煤炭运销集团三百子煤业有限公司矿井瓦斯涌出量预测报告》，根据预测结果，开采2号煤层时，矿井最大绝对涌出量为3.76m3/min，最大相对涌出量为1.99m3/t；开采5号煤层时，矿井最大绝对涌出量为5.18m3/min，最大相对涌出量为2.74m3/t。属低瓦斯矿井。
（5）局部通风
A、掘进工作面通风
掘进工作面局扇采用双风机双电源自动切换局，综掘工作面局部通风机型号为FDⅡ№5.6/2×15型，普掘工作面局部通风机型号为FD-1№5.0/2×5.5型。通风方式采用压入式。
B、硐室通风
井下除充电硐室、爆炸材料库、采区变电所采用独立通风外，其余巷道式硐室均采用新风并联或扩散通风。
(6)瓦斯抽放系统
因矿井属低瓦斯矿井，未配置煤层瓦斯抽放系统。生产期间应根据实际揭露地质构造区域的实际瓦斯赋存特征来确定是否需要配备井下移动式瓦斯抽放设备。
(7)监测系统
依据现行《煤矿安全规程》、《煤炭工业矿井设计规范》、《矿井防灭火规范》、《煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范》AQ1029-2007的规定和根据矿井的实际情况，本矿采用KJ95N型矿井安全生产监测系统进行扩容及升级。对煤巷及避难硐室内的瓦斯、一氧化碳、温度、风速、风门开关等参数进行实时监测，对风电闭锁开关、主要设备的开停、水仓水位等工况进行监控，遇险情时，能及时发出警报、切断危险区电源和将信息迅速传至地面中心站。安全生产监测系统还可与矿长室、总工程师