大磨岭煤矿二期安全施工设计.docx

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大磨岭煤矿二期安全施工设计

1．工程概况

1.1交通位置

新密市超化煤矿有限公司大磨岭煤矿位于新密市与新郑市交界处，井田中心西距新密市20KM，东距新郑市23KM，井田西侧新郑至新密柏油公路，东临郑尧高速，交通便利。

1.2水文地质特征

1.2.1井田二1煤层是主要开采对象，根据区域矿井调查资料和井田水文地质特征将其充水条件分析如下：

井田内地表水和第四系孔隙潜水含水层至二1煤层的间距较大，平均562.1m，其间受新近系砂质粘土、粘土隔水层和上、下石盒子组巨厚的砂质泥岩、泥岩隔水层阻隔，对二1煤层开采无影响。

二1煤层顶板砂岩孔隙裂隙水是矿床充水水源之一，但富水性弱5204孔，地下水迳流迟缓，补给条件差，充水通道均系微细的孔隙和裂隙，故一般不会对矿井形成较大的充水。

太原组上段灰岩岩溶裂隙承压水是二1煤层底板直接充水水源。

据小口径抽水试验资料（q=0.0088L/s.m，K=0.0775m/d），富水较弱，表现在灰岩岩溶裂隙发育程度及富水性的不均匀性。

但据区域资料（q=0.019～0.6949L/s.m），该含水层具水量丰富、水头压力大的特点。

二1煤层底板砂质泥岩和泥岩隔水层厚度2.42～28.22m，平均10.9m，隔水性不佳，特别是断裂带将形成煤层底板突水通道，在矿山压力及高水头压力等因素作用下，还可能成为下部C3tL1-4灰岩甚至O2m灰岩岩溶承压水的间接充水通道。

井田内发育一系列近NW-SE向正断层，落差一般在70～150m之间，从剖面上看下部C3t、O2m灰岩含水层均与上部P1sh、P1x地层对接，属不导水断层，但在开采过程中对矿井疏排时，在高水头压力和矿压作用下，断层带导水不断加强，即在水平和垂直方向上沟通了各岩溶含水层，并沿断层形成富水带，致使二1煤层底板直接或间接充水层的水通过断层带向矿井涌水或突水，对矿井威胁较大。

1.2.2井田水文地质类型

关口井田为岩溶充水且以底板进水为主的岩溶充水矿床，直接充水含水层单位涌水量<0.1L/s.m，依井田构造特征及其控水性总体分析，本区水文地质条件应属中等，根据煤、泥炭地质勘查规范（DZ/T0215-2002）的划分原则，将该井田水文地质类型定为三类、二亚类、二型。

1.3矿井设计概况

本矿井为设计生产能力60万t/a，立井多水平开拓，一水平标高-453m，主井深616.5m，净径4.5m，装备一对6t多绳箕斗和一台JKMD-2.8m×4（Ⅲ）型落地式多绳摩擦轮提升机；副井深641.0m，净径6.0m，装备一对1t单层二车多绳罐笼（一宽一窄）和一台JKMD-3.0×4（III）E型落地式摩擦轮提升机，井底车场为刀把式；风井深597.0m，净径4.5m，作为专用回风井并装备梯子间兼作安全出口。

主采煤层为二1煤，煤层平均厚度4.92m。

有煤尘爆炸危险，属不易自燃煤层，有煤与瓦斯突出危险，地温梯度正常，地震基本烈度7度。

水文地质条件属中等类型。

矿井通风方式为中央并列抽出式，主、副井进风，专用井回风。

临时排水选用DG100-100×7型水泵2台。

矿井地面在建35kv变电所。

2．施工方案及施工方案

2.1施工方案

井筒及相关硐室施工结束后，尽快进行主、副、风井的短路贯通，形成临时通风系统；主井、风井应进行临时改绞，并完成井下临时供电系统及排水系统。

而后进行二期工程施工。

施工顺序：

主井井底临时马头门---主、副井临时贯通---临时水仓、泵房、变电所等工程施工---主井临时改绞---井底车场----453水平轨道、胶带大巷---轨道上山、回风上山----采区车场等。

风井井筒---井底马头门---西回风大巷——临时巷道——行人联络巷——等候室通路——副井东马头门——与副井临时贯通---风井临时改绞——-453水平回风大巷---回风上山等。

其他相关工程随工程进展逐一施工。

2.2巷道及硐室施工方法

井底车场部分巷道、硐室及辅助工程、上山巷等采用光面爆破，全断面一次掘进的施工方法。

大断面巷道（硐室）采用正台阶施工法，先掘上部后掘下部，上下台阶之间的错距为10～15m。

煤仓根据现场实际结合业主要求采用普通法或反井法施工。

采用手持式风动凿岩机打眼，中孔爆破（正常岩石条件）或浅孔爆破（较差岩石条件），炸药采用2#煤矿岩石乳化炸药，毫秒雷管；揭露煤层或其它煤巷、半煤岩巷以后使用毫秒延期电雷管，炸药改用3#煤矿安全许用炸药，与此同时还必须使用水炮泥。

井巷工程掘进使用起爆器起爆。

正常的岩巷、半煤岩巷以及单位工程较小的煤巷掘进工作面扒矸机装岩；单位工程量小的巷道，过断层破碎带或打钻注浆、揭煤段巷道，使用人工装岩（煤）。

水平大巷或车场使用电机车运输；正常的锚喷支护巷道使用喷浆机喷射混凝土。

直线长度超过400m的单位工程方向和中、腰线控制使用激光指向。

直线长度小于400m的单位工程或弯道，采用人工及时给出中、腰线的方法控制巷道方向和标高。

采用“三八”制作业，锚网喷巷道或硐室视围岩情况可采用二掘一喷（围岩较好时）或一掘一喷（威严较差时）；对砌碹巷道均采取“三八”制连续作业。

每个单位工程按照设计图纸及时支护，混凝土砌碹及钢筋混凝土巷道施工时，要进行必要临时支护，当巷道全部掘完后，一次浇注。

掘进工作面使用风泵排水或根据坡度自流至后面水沟排走。

对于斜巷施工，矸石及材料的运输视具体坡度和提升能力确定，选择合适的调度绞车串一定数量1吨矿车运输工作面的矸石及施工材料。

具体的措施届时再详细制定。

2.3交岔点施工

工程量比较大的交岔点正向掘进时，采用先拱后墙的施工方法，即先掘出交岔点上半部分，边掘边进行一次支护（锚喷），待上半部分掘完后，再掘下部分，直至掘完整个交岔点；工程量比较小的交岔点正向掘进时，按照变断面的施工图纸进行全断面掘进，每次爆破后即进行一次支护（锚喷）；对于反向交岔点，采用导硐法施工，进行简单的锚喷临时支护，然后正向扩刷，在扩刷时及时进行一次支护。

当交岔点的支护方式为锚网喷支护时，在交岔点完成一次支护后即完成单位工程施工；如果交岔点为多重支护，在完成一次支护后，整个交岔点根据设计依此连续地进行其它支护；如果交岔点的设计为非锚网喷支护形式的单重支护，可根据情况增加锚网喷为一次支护，然后再施工设计的支护方式。

2.4过断层及构造带施工

在正常情况下，巷道岩层赋存比较稳定，根据前面的工程地质情况分析可以看出，巷道围岩的标识比较明显；施工过程中，巷道围岩赋存如遇异常，如：

岩层发生紊乱、正常岩层或标识层消失等情况，则预示着遇见构造。

本着“有疑必探、先探后掘”的原则进行施工。

根据前面的水文地质资料分析，一般情况下的断层构造具有导水性。

因此，遇到构造时，必须坚持“有疑必探，先探后掘”。

如探明水量比较大，应停止施工，进行工作面预注浆来封堵水源，而后采用短段掘进、放小炮的方法通过，具体施工另出措施；如探明水小，则强行通过，而后处理淋水。

在实际施工过程中与矿方密切合作，加强技术交流，做好地质预测和预报。

如果施工斜巷遇地质条件变化，根据推测接近煤层时，也应本着“有疑必探，先探后掘”的原则进行探揭煤施工，如果条件不允许继续掘进，应停止掘进，征求矿方意见变更设计，具体调整视实际情况而定（具体施工时另出措施）。

在施工过程中一些巷道的围岩节理比较发育或小的构造（不影响岩层的位移）比较发育，出现巷道围岩比较破碎的情况比较正常。

在这种情况下，应加强支护。

采用架设“金属棚+金属网+喷射砼”或以砌混凝土支护为主的多重支护方式等方法通过构造带，施工时要进行超前支护以控制或减小冒顶。

具体施工另行编制措施。

2.5探揭煤及瓦斯治理

根据矿方提供的资料来看，本矿属于高沼矿井，煤层具有煤与瓦斯突出危险，而且煤尘具有爆炸危险性。

在施工过程中可能揭露煤层，为此施工中应与矿方密切合作，加强技术交流，做好探、揭煤及瓦斯抽、排放和工作面防爆管理，也本着“有疑必探，先探后掘”的原则进行施工。

巷道施工通过煤层前，按照《煤矿安全规程》和《防治煤与瓦斯突出规定》有关规定编制探、揭煤施工安全技术措施，确定探、揭煤施工的程序，实施由突出危险性预测预报、防突技术措施、防突措施效果检验和安全防护技术措施组成的“四位一体”综合技术方案，建成组织指挥机构，加强通风管理和瓦斯管理，机电设备防爆管理，配备监测装置，制定应急预案和措施。

2.5.1、巷道施工至煤层10m（垂距）处，停止掘进，做好永久支护工作，打2～3个穿透煤层且进入底板不小于0.5m的前探钻孔，如果工作面附近的地质构造（断层、褶皱或煤层走向与倾角急剧变化等），前探钻孔不得小于3个，详细记录岩芯资料，查明煤层赋存情况和地质构造情况，并根据有关规定预测工作面突出危险性。

2.5.2、工作面施工至煤层5m时，打两个穿透煤层全厚的测压钻孔，测定煤层的瓦斯压力P，瓦斯放散初速度指标ΔP、煤的坚固性系数f并采用综合指标法对工作面突出危险性进行预测。

若工作面有突出危险性，应采用钻孔排放等措施。

经效果检验有效后，可用震动放炮揭穿煤层；若效果检验无效，应采用补充的措施并经措施检验有效后，用震动放炮揭穿煤层。

施工现场使用防突效果检测仪，随时测定K1和Δ2值进行防突效果检验。

2.5.3、井筒工作面距煤层最小垂距3m时，打直径75～90mm的排放钻孔，钻孔必须穿透煤层全厚，外围排放钻孔终孔控制范围超出巷道断面3m，孔间距一般取0.3～1.5m，并在控制断面内均匀布孔，为加快瓦斯排放，可采用松动放炮等辅助措施。

2.5.4、钻孔排放瓦斯期间，坚持正常的通风（通风量根据实际探揭煤情况计算确定），按要求布置2个测压孔并安装测压装置，坚持检测瓦斯压力，坚持在探揭煤工作面检测瓦斯浓度变化。

按照要求瓦斯散放60天，在瓦斯浓度和压力散放到安全范围以后，进行效果检验，证实措施有效后，方可用震动放炮揭穿煤层。

2.5.5、震动放炮；使用3号煤矿安全水胶炸药，铜脚线的1～5段毫秒电雷管，最后一段总延期时间不超过130ms，在井口附近安全地点专用起爆。

坚持远距离放炮。

先全断面一次揭开保护岩柱2m，再全断面一次揭开煤层的2/3，并小断面松动爆破；其余煤层均将保护岩柱和煤层一次全断面震动放炮，震动放炮的装药量为正常掘进时单位装药量的2倍，可取q=2～3kg/m3。

2.5.6探、揭煤施工是一项复杂工程，成立由项目经理任组长的组织指挥机构，事前编制好专门设计对探孔和测压孔的深度和数量、排放钻孔参数及排放时间、震动放炮的次数及爆破参数等作出规定。

制定严格的安全管理措施，进行全员防突知识、安全培训教育，严格揭煤附近300m范围内、井下工作面各种电器设备的防爆管理（不符合要求的设备、机具一率不准使用），施工期间采取措施确保提升、供电、通风、通迅等系统正常运转，才能进行探、揭煤作业。

矿山救护队在井下安全地点（距离揭煤地点超过300m，且处于新鲜风流内）值班，以策安全。

该煤层的探、揭煤予以高度重视作为施工安全管理的重点工程、难点工程，精心施工确保万无一失。

探、揭煤及瓦斯抽、排放前编制严密的措施，经总工程师审批后，再严格执行措施，精心组织施工。

另外：

必要的时候，可以聘用专业队伍或人员进行探、揭煤施工和瓦斯的抽排放。

在距煤层10m时停止施工，专业队伍或人员进行上述工作，施工单位给予配合。

2.6防治水工作

2.6．1工作面防治水

（1）正常排水：

巷道施工时，工作面的正常积水或涌水，采用接力排水。

在工作面放置一台风泵或潜水泵，把工作面的水排到后巷的水沟里，然后经过水沟流淌到临时水仓，经临时泵房的水泵排到地面。

（2）、工作面淋水：

该二期工程工作面涌水较小，但是，施工过程中，施工过的部分巷道不排除出现渗水现象，这种情况下可以采用在后巷壁后注浆的方式进行处理。

2.6.2工作面预注浆堵水

根据地质资料分析，虽然该二期工程施工围岩的赋水量比较小。

但是，在岩巷施工过程中，在遇到断层破碎带的时候还有突水的可能性。

因此，在井筒施工过程中，本着“有疑必探，先探后掘”的原则进行施工。

过含水层、断层破碎带时，根据实际情况决定是否实施注浆堵水，具体措施另外编制。

3.二期施工辅助系统

3.1提升系统

井筒落底后，为适应矿井二期工程的排矸、上下人员及物料的需要，井架、提升设备仍采用井筒施工期的设备，利用原提升绞车改单钩提升为双钩提升，换用1吨矿车单层一车罐茏提升，提升钢丝绳换用18×7-26-1670型不旋转钢丝绳。

将原井筒施工期间的提升容器吊桶换为1吨矿车。

具体如下

3.1.1主井改绞

为适应矿井二期工程的排矸、上下人员及物料的需要，将原井筒施工期间的吊桶提升改为临时罐笼提升，采用四角对称布置罐道，用钢丝绳作罐道，井口和井底分别设套架和摇台以及其他相应设施。

即采用1T单层单车罐笼双钩提升。

提升绞车采用原凿井时采用的2JK-3.5/18型双滚筒绞车，提升钢丝绳更换为18×7-φ26-1770-特型不旋转钢丝绳，改造天轮平台，拆除二平台，使之能够适应改绞后的施工要求。

3.1.1.2、提升系统的验算：

3.1.1.2.1提升钢丝绳的选择

（1）、钢丝绳最大悬垂高度H0

H0=HS+Hj=616.5+26=642.5m

式中:

HS----井筒深度616.5m;

HJ----井架天轮平台高度26m。

（2）提升物料荷重Q

Q=Z·Km·γg·Vch·9.81=15539.04N

式中：

Km----装满系数0.9;

Vch----矿车容积1.1M3

γg----岩石松散容重1600Kg/m3；

Z----罐笼所容纳矿车数1辆；

（3）、提升钢丝绳终端荷重Q0

Q0=Q+Qz+Qk·Z=15539.04+1959.11*9.81+598*9.81

=40643.9N=4143.11kg

式中:

QZ---1吨单层单车罐笼自重1959.11Kg

Qk----矿车自重598Kg

Z----罐笼所容纳矿车数1辆；

（4）、钢丝绳单位长度重量PS

PS=Q0÷（110δB÷ma－H0）

=4143.11÷〔110×1770÷（9.81×7.5）-642.5〕〕=2.14Kg/m；

式中:

δB----钢丝绳抗拉极限强度1770MPa

ma----钢丝绳安全系数,提物时≥7.5

（5）、选择钢丝绳

选用钢丝绳18×7-Φ26-1770其技术参数为：

钢丝绳每米重量PSB:

2.64Kg/m

钢丝绳直径d:

26mm

钢丝绳破断力总和Qd:

502936N

（6）、钢丝绳安全系数校核

m=

=502936÷（40643.9+2.64×642.5）

=8.70﹥7.5

所选钢丝绳合适

3.1.1.2.2、提升机选择

（1）、滚筒直径的选择：

滚筒直径与钢丝绳直径比值:

D≥60d=60×26=1560mm

式中:

d---所选钢丝绳直径；

滚筒直径与钢丝绳最粗钢丝直径比值:

D≥900dK=900×1.72=1551.79mm

式中:

dK---所选钢丝绳最粗钢丝直径。

故选择滚筒直径DT=3500mm合适。

（2）、校验卷筒宽度:

B=（

）（d+ε）≤BT

=（

）*（26+3）=1947.67＞1700mm

BT----选定绞车卷筒宽度；

DT----选定绞车直径；

d----选定钢丝绳直径。

由于B＞BT,按《煤矿安全规程》的有关规定,建井期间缠绳层数n最大可取2,当取n=2时:

B=B/n=1947.67/2=973.83＜1700mm

所选滚筒宽度符合要求。

（3）、作用在滚筒上的净张力：

FJ=QO+PSBH0=4143.11+2.64×642.5=6029.31kg＜17000kg

作用在滚筒上的净张力差：

Fch=Q+PSBH0=1584+2.64×642.5=3280.2kg＜11500kg

故所选绞车型号符合要求

（4）、双钩提升时电动机功率估算

P=

=（3280.2×1.15×5.67×1.3）÷（102×0.85）=320.7KW

式中:

VmB----提升机最大提升速度5.67m/s

ηC----传动效率0.85

ρ----动力系数，罐笼提升时为1.3

K----矿井阻力系数1.15。

提升绞车型号为2JK-3.5/15.5型双滚筒绞车，电机型号为YR500-59-12型电动机，功率355KW，转速490rpm，电压6000V。

3.1.1.2.3、提升容器的选择

考虑到提升机的允许最大静张力、静张力差要求及井筒吊挂设施断面的可能性，故选用1吨单层单车罐笼作为提升容器。

3.1.1.2.4、提升能力计算

（1）、提升加速度及减速度时间:

t1=t3=

=5.67/0.5=11.34s

式中:

VmB----提升机最大提升速度5.67m/s

α----加减速度,取0.5

（2）、提升加、减速度距离：

h1=h3=0.5VmB×t1=0.5×5.67×11.34=32.15m

式中:

VmB----提升机最大提升速度5.67m/s

（3）、提升时运行距离:

h2=H-h1-h3=616.5-32.15-32.15=552.2m

（4）、一次提升循环时间

T1=

=2×5.67÷0.5+552.2÷5.67+30

=150.07s

式中:

θ----提升休止时间30秒

VmB----提升机最大提升速度5.67m/s

（5）、提升能力计算

A=

=（3600×0.9×1×1.1）÷（1.25×150.07）

=19.0m3/h

式中:

Vch----矿车容积1.1m3

K----提升不均匀系数1.25

Z----一次提升矿车数1辆

综上，主井临时提升系统的选择符合要求。

3.1.2风井提升系统验算

为适应矿井二期工程的排矸、上下人员及物料的需要，将原井筒施工期间的吊桶提升改为临时罐笼提升，采用四角对称布置罐道，用钢丝绳作罐道，井口和井底分别设套架和摇台以及其他相应设施。

即采用1T单层单车罐笼双钩提升。

提升绞车采用原凿井时采用的2JK-3/20型双滚筒绞车，提升钢丝绳更换为18×7-φ26-1770-特型不旋转钢丝绳，改造天轮平台，拆除二平台，使之能够适应改绞后的施工要求。

3.1.2.2提升系统的选型计算：

3.1.2.2.1、提升钢丝绳的选择

（1）、钢丝绳最大悬垂高度H0

H0=HS+Hj=597+26=623m

式中:

HS----井筒深度597m;

HJ----井架天轮平台高度26m。

（2）提升物料荷重Q

Q=Z·Km·γg·Vch·9.81=15539.04N

式中：

Km----装满系数0.9;

Vch----矿车容积1.1M3

γg----岩石松散容重1600Kg/m3；

Z----罐笼所容纳矿车数1辆；

（3）、提升钢丝绳终端荷重Q0

Q0=Q+Qz+Qk·Z=15539.04+1959.11*9.81+598*9.81=40643.9N=4143.11kg

式中:

QZ----1吨单层单车罐笼自重1959.11Kg

Qk----矿车自重598Kg

Z----罐笼所容纳矿车数1辆；

（4）、钢丝绳单位长度重量PS

PS=Q0÷（110δB÷ma－H0）=4143.11÷〔110×1770÷（9.81×7.5）-623〕〕=2.04Kg/m；

式中:

δB----钢丝绳抗拉极限强度1770MPa

ma----钢丝绳安全系数,提物时≥7.5

（5）、选择钢丝绳

选用钢丝绳18×7-Φ26-1770其技术参数为：

钢丝绳每米重量PSB:

2.64Kg/m

钢丝绳直径d:

26mm

钢丝绳破断力总和Qd:

502936N

（6）、钢丝绳安全系数校核

m=

=502936÷（40643.9+2.64×623）=8.86﹥7.5

所选钢丝绳合适

3.1.1.2.2.2提升机选择

（1）、滚筒直径的选择：

滚筒直径与钢丝绳直径比值:

D≥60d=60×26=1560mm

式中:

d---所选钢丝绳直径；

滚筒直径与钢丝绳最粗钢丝直径比值:

D≥900dK=900×1.72=1551.79mm

式中:

dK---所选钢丝绳最粗钢丝直径。

故选择滚筒直径DT=3000mm合适。

（2）、校验卷筒宽度:

B=（

）（d+ε）≤BT

=（

）*（26+3）=2177＞1500mm

BT----选定绞车卷筒宽度；

DT----选定绞车直径；

d----选定钢丝绳直径。

由于B＞BT,按《煤矿安全规程》的有关规定,建井期间缠绳层数n最大可取2,当取n=2时:

B’=B/n=2177/2=1089＜1500mm

所选滚筒宽度符合要求。

（3）、作用在滚筒上的净张力：

FJ=QO+PSBH0=4143.11+2.64×623=5785.83kg＜13000kg

作用在滚筒上的净张力差：

Fch=Q+PSBH0=1584+2.64×623=3228.7kg＜8000kg

故所选绞车型号符合要求

（4）、双钩提升时电动机功率估算

P=

=（3228.7×1.15×5.6×1.3）÷（102×0.85）=311.8KW

式中:

VmB----提升机最大提升速度5.6m/s

ηC----传动效率0.85

ρ----动力系数，罐笼提升时为1.3

K----矿井阻力系数1.15。

提升绞车型号为2JK-3/20型双滚筒绞车，电机型号为YR450-59-8型电动机，功率355KW，转速739rpm，电压6000V。

3.1.2.2.3提升容器的选择

考虑到提升机的允许最大静张力、静张力差要求及井筒吊挂设施断面的可能性，故选用1吨单层单车罐笼作为提升容器。

3.1.2.2.4、提升能力验算

（1）、提升加速度及减速度时间:

t1=t3=

=5.6/0.5=11.2s

式中:

VmB----提升机最大提升速度5.6m/s

α----加减速度,取0.5

（2）、提升加、减速度距离：

h1=h3=0.5VmB×t1=0.5×5.6×11.2=31.36m

式中:

VmB----提升机最大提升速度5.6m/s

（3）、提升时运行距离:

h2=H-h1-h3=597-31.36-31.36=534.28m

（4）、一次提升循环时间

T1=

=2×5.6÷0.5+534.28÷5.6+30=147.81s

式中:

θ----提升休止时间30秒

VmB----提升机最大提升速度5.6m/s

（5）、提升能力计算

A=

=（3600×0.9×1×1.1）÷（1.25×147.81=19.29m3/h

式中:

Vch----矿车容积1.1m3

K----提升不均匀系数1.25

Z----一次提升矿车数1辆

3.1.3二期斜巷提升：

井筒落底后二期工程基本为平巷。

井下轨道上山斜长为695m、胶带运输斜长为497m及回风上山斜长为666m，其坡度均为16.34°，考虑每条斜巷配一台JD-55绞车做为巷道提升运输设备，配备二辆一吨矿车串车提升运输比较合适，具体需经验算选型确定。

井下提升绞车主要技术参数

绞车

型号

滚筒

最大

静张力

传动比

绳速

选用

电动机

个数

直径mm

宽度mm

㎏

m/s

功率

Kw

JD-55

1

600

680

4000

33.3

1.2

55

4.运输设备的选择

4.1地面运输：

在地面铺设矿车轨道并在一合适位置设一临时翻笼和矸石绞车，利用绞车将U型矿车拉到翻笼，将矸石翻入汽车中，运往甲方指定的排矸场。

4.2井下运输

根据施工要求临时改绞后提升容器由吊桶换成1吨矿车单层一车罐笼提升，井下装矸容器采用1吨U型矿车串车运矸，巷道掘进100以内考虑用人力推车，两人一组将车推到井口，推车人数根据施工进度而定。