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矿井主通风设备选择及扩散器设计
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第一章 &井田自然概况及现状
第一节&&井田自然概况
一、交通位置
山西煤炭运销集团阳城四侯煤业有限公司位于阳城县西北约10km处固隆乡府底村一带，行政区划隶属阳城县固隆乡管辖。其地理坐标为东经112°16′21″～112°19′14″，北纬35°29′39″～35°32′53″。
井田交通较为方便，西距固隆乡约3km,东南距演礼乡6km，东距省干道约8km，距阳城县城约15km。距侯月铁路约24km，阳（城）～云（梦山）公路从井田中南部通过，交通位置详见图1-1-1。
二、地形地貌
井田位于太行山脉西麓，沁水煤田的南缘，地貌划属为剥蚀低山地，以低山丘陵为主。井田内地势变化较大，地形呈东高西低，海拔最高点在原伏岩煤业有限公司井田中北部，标高882.82m，最低点在井田中南部府底村南，标高691.86m，相对高差190.96m。
区域属黄河流域沁河水系获泽河支流，井田内无地表河流，水库等，主要水源为大气降水。井田内沟谷发育，平时干涸无水，雨季时节，有短暂洪流出现。
本区属东亚暖温带大陆性气候，一年内四季分明。据阳城县气象部门最近40年的统计资料：无霜期184天左右，气候干燥，多年平均降水量583.9mm，最大年降水量为895.7mm(2003年)，最小年降水量为335.2mm(1965年)，最大日降水量为144.7mm(1982年8月1日)，最大每小时降雨量为49.3mm。雨季多集中于七、八月，多年平均蒸发量1735.7mm，超过降水量的近三倍；旱季为12月到翌年2月，多年平均气温11.8℃，6～8月气温最高，极端最高温度可达40.2℃(1966年6月22日)，12月至翌年2月气温最低，极端最低温度为-19.9℃(1958年1月16日)；每年11月至次年3月为冰冻期，最大冻土深度为39cm，结冻期与降雪从11月至翌年3月；冬春多为西北风，夏秋多为东南风，风力一般3～4级。
据历史记载地震台网监测，阳城县历史上共发生有感地震23次，表现为震级小、频率低。根据《中国地震动峰值加速度区划图》GB18306－2001，该地区地震动峰值加速度和地震动反应谱周期分别为&0.05g和&0.45s。根据《建筑抗震设计规范》（GB）标准，本区地震烈度为VI度区。
第二节&&井田开采现状
山西煤炭运销集团阳城四侯煤业有限公司由山西阳城鑫营煤业有限公司、阳城县伏岩煤业有限公司、山西阳城四候煤业有限公司和山西阳城府底煤业有限公司（十关闭）四矿整合而成，井田面积为11.8301km2，批准开采3号、15号煤层，生产规模为90万t/a。
山西阳城鑫营煤业有限公司、阳城县伏岩煤业有限公司、山西阳城四候煤业有限公司和山西阳城府底煤业有限公司（十关闭）四矿被划为九号整合区，兼并重组整合后的煤矿企业名称为山西煤炭运销集团阳城阳城四侯煤业有限公司。
一、原山西阳城四侯煤业有限责任公司
该矿2007年2月7日省国土资源厅颁发了《采矿许可证》，证号为4，生产规模0.30Mt/a，矿区面积3.364km2，批准开采3号煤层，有效期2007年2月至2012年2月。
2007年11月17日，经阳城县煤炭工业局批准该矿正式开工建设。但矿井开工后一直未进行生产。
现有主要生产系统如下：
1、采掘系统
该矿采用斜、立井开拓，煤层厚度平均4.2m，煤层倾角4°～8°,目前没有回采工作面，现有3个掘进工作面，其中2个为采区大巷掘进，1个为轨道下山巷掘进，回采工艺为综采分层，掘进工艺为炮掘，SGB420/30刮板机运输。井筒特征详见下表：
表1-2-1&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&井筒特征一览表
进风行人井
（北京54坐标系）
（西安80坐标系）
井口标高（m）
54坐标/80坐标
746.000/745.971
745.000/744.971
769.382/769.353
745.825/745.796
断&面（m2）
倾角（°）
长&&度（m）
断&面&形&状
2、通风系统
原回风立井井口安装FBCDZ-№15型轴流式通风机两台，其中一台使用，一台备用，电机功率为2×45kW，总进风量为2000m3/min，总回风量为2044m3/min，绝对瓦斯涌出量为0.54&m3/min。井下使用的局部通风机2台型号为FBD№6，电机功率为为2×11kW，使用风筒直径为500&mm。
瓦斯监控系统为KJ83N安全（瓦斯）监控系统，分站型号为KJF39-2，共安设7台分站，探头型号为GJC（B），共安设30个。&
3、提升运输系统
主斜井长为425m，倾角16.5°，井筒内暂无装备；副斜井长270m，倾角18°为混合提升，井筒内铺设22㎏/m轨道，主皮带为钢丝绳芯皮带，带宽800mm，总长600m，电机功率75kW；提升绞车型号为JTP-1.2×1.6，井筒内铺设22㎏/m轨道。
4、供电系统
矿井为双回路供电，来自固隆10kV开闭所,该所分别引自次营35/10kV变电站10kV母线段和演礼35/10kV变电站10kV母线段。
地面供电变压器2台，容量为250kVA。
井下安装变压器3台,&容量为500kVA。入井高压电缆为直径50mm2。
5、排水系统
整合前矿井最大涌水量70&m3/h，正常涌水量40&m3/h，主副水仓容量200&m3，井下主水泵房使用型号为4DA-8×8两台，排水管路直径为120&mm的两趟。
井下掘进探水使用型号为KHYD95-ZJ型探水钻一台。
6、三条线情况
安装型号为EAS60-75GB型螺杆式空压机2台，电机功率为75kW，容量为44L。
在井底车场、各硐室、井下主变电所、采区变电所、主排水泵房、工作面、大巷胶带机机头等均设置有与矿调度室直通电话，电话门数19门。
井下设有洒水防尘供水管路系统，在易产生粉尘地点及采掘工作面巷道中设喷雾降尘和风流净化装置。
二、山西阳城鑫营煤业有限公司
根据2006年山西省煤炭资源整合和有偿使用工作领导组办公室晋煤整合办核[2006]17号文件关于《晋城市阳城县煤炭资源整合和有偿使用工作方案》的核准意见，山西阳城鑫营煤业有限公司是由原山西省阳城县晋阳煤矿、原阳城县次营镇毛甲庄联办煤矿、原阳城县次营镇桥沟煤矿、原阳城县固隆乡西坡煤矿及部分空白资源整合而成，整合后矿区面积3.6514&km2，批准开采3号煤、15号煤，核准生产能力0.30Mt/a。采用斜井开拓，单一倾斜长壁，综合机械化采煤。采用采煤机割煤、装煤，刮板输送机运煤，液压支架支护，全部垮落法管理顶板。
另该矿井2009年10月已停止供电，关闭排水系统后3个月左右，现井下巷道、采空区已充满水，正在实施关闭。
鑫营煤业在今次兼并重组整合前为建设矿井，正在施工的项目为副斜井（只掘进了50米），其它系统基本维持原晋阳煤矿状况：
1、开拓系统
矿井采用斜井开拓，井田范围内布置有2个井筒。其中，主井为斜井，位于井田西部，落底于3号煤层，井筒内设有矿车轨道和行人台阶，敷设有动力电缆、排水管道和监控线路等，无提升设备，担负矿井的上下人员任务，现并作为矿井的进风井和安全出口。风井为立井，位于井田中部，落底于3号煤层，井筒内设有转梯，是矿井的回风井和安全出口。
井筒特征见表1-2-2。
表1-2-2&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&井筒特征一览表
（北京54坐标系）
（西安80坐标系）
井口标高（m）54坐标/80坐标
750.415/750.386
751.000/750.791
767.285/767.256
断&面（m2）
倾角（°）
长&&度（m）
断&面&形&状
矿井通风系统为中央并列式，由主斜井进风，回风立井回风。风机型号为FBCDZ54-6-№17，选用其配用电机功率为90&kW×2，转速为n=980&r/min，单级运行。为低瓦斯矿井，现开采的3号煤层属不易自燃，煤尘无爆炸性。安装有KJ66瓦斯安全监控系统，建立有完善的防尘、消防系统。
该矿井下建立有独立完善的排水系统，水泵型号为D25-30×4，流量25m3/h，扬程120m；电机功率18.5kW，转速2950r/min，效率62％，井下实际正常涌水量2.5m3/h，雨季最大可达3m3/h。主、副水仓容量均为100m3，主水泵房内安装有三台矿用水泵，分别作为主水泵房的工作、备用和检修的水泵。三趟排水钢管一用二备，矿井联合排水能力25.2m3/h。该矿井下配备了探水钻,成立有探放水组织机构，并配备了专职探放水人员。
该矿现采用10kV双回路架空线路供电，其中一回路来自次营35kV变电站，另一回路来自固隆10kV开闭所，两趟线路均可担负矿井全部负荷；地面主提升绞车、选煤楼等地面生产系统动力供电电压为380V，工业广场照明、生活用电为220V；入井采用660V双线路供电，井下掘进工作面局扇风机按低瓦斯矿井规定供电，实现了风电瓦斯电闭锁；主要通风机、井下主变电所及主水泵由双线路供电。
矿井采用主斜井运煤，主斜井斜长217m，井筒内安装一台DTL80型皮带运煤，带宽800mm，电机功率40kW，电机型号YBY-40。
副斜井斜长221m，倾角16°，安装一台JK-2.0×1.5型绞车，电机功率110kW，电机型号YB315M-8，担负人员、材料、设备等辅助提升任务。
三、阳城县伏岩煤业有限责任公司
该矿位于整合区东部，始建于1985年10月，1990年8月投产，设计生产能力0.21t/a，批准开采3号煤，井田面积2.9559&km2。矿井采用斜井开拓，共布置主斜井、副斜井和回风立井三个井筒，均一次落底于3号煤层。该矿采用的中央分列式通风方式，长壁炮采采煤方法，为低瓦斯矿井。
1、开拓系统
本矿采用斜井开拓,共有井筒三个，主斜井一个，副斜井一个，回风立井一个。回采工作面采用长壁炮采，工作面采用ZHZZ型整体顶梁组合液压支架支护，放顶步距0.8m，最大控顶距4.2m，最小控顶距3.4m。
井筒特征表详见下表1-2-3。
表1-2-3&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&井筒特征一览表&
（北京54坐标系）
（西安80坐标系）
井口标高（m）54坐标/80坐标
723.215/723.186
712.728/712.699
753.100/753.071
断&面（m2）
倾角（°）
长&&度（m）
断&面&形&状
2、提升系统
主井使用DX-1000/55强力皮带、保护齐全,有效、灵敏可靠,配有专职司机与专职检查维修工,对皮带机的运行及日常维修与定期检修经常进行,保证了主皮带的安全可靠，并对检查、运行、检修详细记录。
3、运输系统
1）煤炭运输：3000大巷使用SJP-与SJP-1000/75皮带机运输，3100大巷采用SJP-800/22皮带机运输，3200大巷采用SJP-800皮带机运输。回采工作面选用SGB-620/40T刮板输送机运输，运输顺槽选用一部SJP-800/22皮带机和一部SGB-620/40T刮板机运输。皮带机各种保护齐全有效、灵敏可靠。
2）材料运输：主井选用JT-800/600型绞车，各种保护齐全、有效、灵敏可靠。3000大巷和3200大巷选用JD-25型绞车，其余各地点选用JD-11.4型绞车运输。
4、通风系统
通风方式为中央分列式,通风方法为机械抽出式，主扇风机采用BD（K)-N014型轴流式风机二台，电机功率45kW×2，一台工作，一台备用。总进风量2110m3/min。总回风量2226m3/min。掘进工作面采用BDKF5.5对旋风机供风。属低瓦斯矿井，总进风2145m3/min，相对瓦斯涌出量2.79m3/min，绝对瓦斯涌出量6.882.79m3/t。
5、防尘系统
地面修筑静压水池两个，容量分别为800m3、200m3，井下铺设防尘管路5000余米，主管管径50mm，支管管径20mm&，在运输巷道每50米设置一个三通阀门，各转载机落煤点均设置雾化喷头。回风巷道每100米设置一个三通阀门，并设置有风流净化水幕。
6、排水系统
主水仓安装六台3DA-8×9水泵，电机功率18.5千瓦，二台使用，二台备用、二台检修。采区水仓安装3DA-8×9水泵3台，电功率18.5千瓦。
7、供电系统
矿井、主变电所、主风机、主水泵均已实现双电源、双回路供电，自备柴油发电机250kW&&2台，120kW&&1台。变压器总容量完全满足矿井用电负荷要求，且井上下供电分开,井下供电设备全部采用隔爆型电器设备，且达到“三无、四有、两齐、三全、三坚持”。
四、阳城府底煤业有限公司
该矿位于整合后井田中部，现为十关闭矿井，为阳城县固隆乡集体企业，建于&1999年10月，2000年投产，批准开采3号煤层，井田面积0.548km2，生产规模为15万t/a，矿井一般涌水量为15m3/d。该矿井采用主立副井综合开拓，走向长壁式采煤，皮带运输，罐笼提升，中央并列式通风，机械排水，属低瓦斯矿井，于2008年底关闭。
五、矿井四邻情况
山西煤炭运销集团阳城四侯煤业有限公司矿井周边相邻有2个煤矿，井田东部为山西煤炭运销集团阳城演礼煤业有限公司，北部为山西亚美大宁煤矿。
据矿方提供资料，相邻矿井目前未有贯通、越界开采情况。详见相邻矿井分布图1-2-1。
1、山西煤炭运销集团阳城演礼煤业有限公司：位于本矿东侧。原山西阳城梁庄煤业有限公司与本矿相邻，本次兼并重组过程被山西煤炭运销集团阳城演礼煤业有限公司整合。井田面积4.8364km²，批准开采3、15号煤层，核定生产能力30万t/a。矿井采用斜立井综合开拓，主立井、副井（安全出口）、风井位于井田南部，采用壁式采煤，整体顶梁组合悬移支架一次采全高开采，中央并列式通风，矿车运输，单钩罐笼提升，机械排水。
整合后的山西煤炭运销集团阳城演礼煤业有限公司依据地质报告的批复该矿为煤与瓦斯突出矿井。
2、山西亚美大宁煤矿
位于井田北侧，始建于1999年，2003年投产，设计生产能力120万t/a，批准开采3号煤层，井田面积55km²，矿井现采用斜立井综合开拓，长壁分层采煤，皮带运输和提升，中央并列式通风，机械排水，属高瓦斯矿井。
周边矿井均无越层越界开采行为。
3、依据晋城市煤田地质勘探队2010年6月提供的《山西煤炭运销集团阳城四侯煤业有限公司采（古）空区积水、积气及火区调查报告》中叙述：本井田东侧为山西煤炭运销集团阳城演礼煤业有限公司，对照该矿采掘工程平面图分析，该矿3号煤层底板等高线低于本井田3号煤层底板，推测该矿采空区积水对本矿井无影响；另外，在井田北侧为山西亚美大宁煤矿，该矿在井田周边还没有进行开采，该矿采空区积水对本井田影响较小。周边矿井均无越层越界开采行为。
3号煤层采空区聚集有一定的有害气体特别是甲烷和二氧化碳气体，没有发生过有害气体伤人事故，本区不存在火区。
第三章&&井田开拓
第一节&&井田境界
一、井田境界
1、井田范围拐点坐标、走向长度、倾斜宽度及井田面积
兼并重组整合后，山西省国土资源厅于2009年02月03日下发采矿许可证，证号C，批准开采3号～15号煤层，井田范围由18个拐点连线圈定，面积为11.8301km2，井田呈不规则多边形，东西最宽约2.9km，南北最长约6.0km。具体范围如下表3-1-1。
表3-1-1&&&&&&&&&&&&&&&&井田范围拐点坐标一览表
北京54坐标系（6°带）
西安80坐标系（6°带）
2、四邻矿井及小窑的关系
山西煤炭运销集团阳城四侯煤业有限公司矿井周边相邻有2个煤矿，井田东部为山西煤炭运销集团阳城演礼煤业有限公司，北部为山西亚美大宁煤矿。
据调查和矿方介绍，相邻矿井目前未有贯通、越界开采情况。
第二节&&资源/储量
一、资源/储量
（一）计算储量的工业指标
最小可采厚度0.8m
最高灰分40%
最高硫份3%
最低发热量22.1MJ/kg
夹石剔除厚度≥0.05m
（二）保有工业资源/储量
根据晋城市煤田地质勘探队2010年8月编制的《山西煤炭运销集团阳城四侯煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告》中对该矿资源/储量的核查结果，截至2010年8月，井田内保有资源/储量为62350kt，工业资源/储量为59824kt。
3号煤层保有资源/储量为31590kt，设计核减后，3号煤层工业资源/储量为30108kt。
15号煤层共保有资源/储量30760kt。推断的内蕴经济资源量（333）按80%计入采用工业资源/储量。设计核减后，15号煤层工业资源/储量共为29716kt。
矿井工业资源/储量估算结果见表3-2-1。
表3-2-1&&&&&&&&&&&&&&井田工业资源/储量计算汇总表&&&&&&&&&&&&&&&&单位：kt
（三）矿井设计储量
井田工业储量减去开采时的永久煤柱损失为矿井设计储量。
矿井永久煤柱损失包括井田境界、公路煤柱、煤层露头煤柱、采空区煤柱、村庄、断层以及含硫份大于3%高硫不可采储量等留设保安煤柱的损失。
经计算，矿井设计资源/储量为41476.2kt，其中3号煤层设计资源/储量为15338.7kt，&15号煤设计资源/储量共为24208.9kt，计算结果见表3-2-2。
表3-2-2&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&矿井设计储量计算表&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&单位：kt
设计永久煤柱损失
（四）矿井设计可采储量
矿井设计可采储量按矿井设计储量减去矿井工业场地、井筒、主要大巷留设的开采保护煤柱量，乘以矿井采区回采率计算。根据设计规范，薄煤层采区回采率为0.85，中厚煤层采区回采率为0.8，厚煤层采区回采率为0.75，井田内3、15号煤层均为中厚煤层，故采区回采率取0.8。按下式计算：
设计可采储量＝（设计储量-保护煤柱量）×采区回采率
经计算，矿井设计可采资源/储量为27350.4kt，其中3号煤设计可采资源/储量为9536.1kt，15号煤设计可采资源/储量共为17814.3kt，计算结果见表3-2-3。
表3-2-3&&&&&&&&&&&&&&&&&&&矿井设计可采储量计算表&&&&&&&&&&&&&&&单位：kt
二、安全煤柱及各种煤柱留设和计算方法
井田开采需要留设安全煤柱的主要有矿井工业场地、井筒、断层、村庄、井田境界、主要大巷。各种煤柱留设方法按照《煤炭工业矿井设计规范》和《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，结合矿井开采中已留设煤柱的现状进行计算留设。
计算留设安全煤柱的岩层移动角：表土段45°，基岩段72°。
1、井筒煤柱：一级保护，围护带宽度20m，然后按照各岩层的移动角计算出各岩层的水平移动长度，所有岩层水平移动长度之和即为围护带外煤柱的宽度。
2、工业场地煤柱：二级保护，围护带宽度15m，然后按照各岩层的移动角计算出各岩层的水平移动长度，所有岩层水平移动长度之和即为围护带外煤柱的宽度。
3、公路煤柱：阳云线公路煤柱，围护带宽度20m，然后按照各岩层的移动角计算出各岩层的水平移动长度，所有岩层水平移动长度之和即为围护带外煤柱的宽度。
4、断层煤柱：
F351正断层倾角70°，落差约60m。防水保护煤柱按留设根据《煤矿防治水规定》（2009版）附录三中的防隔水煤（岩）柱的尺寸要求计算公式：
L=煤柱留设的宽度，m；
K――安全系数，一般取2～5，从安全角度出发考虑本次取5；
M――煤层原采高，取3号煤层厚度最大值5.05m，15号煤层厚度为1.20～2.62m；
P――水头压力，MPa，水头压力取3.54MPa；
Kp――煤的抗拉强度，MPa，参考相邻矿井3号煤层抗拉强度取0.6MPa。
经计算，F351断层3号煤层防水保护煤柱按不小于60m留设，15号煤层防水保护煤柱按不小于80m留设。
F1正断层倾角70°，落差0～30m。F359正断层倾角约70°，落差约10m。F3、F359断层防水保护煤柱按不小于30m留设。
5、村庄煤柱：三级保护，围护带宽度15m，然后按照各岩层的移动角计算出各岩层的水平移动长度，所有岩层水平移动长度之和即为围护带外煤柱的宽度。
6、采空区：依据上述4中断层煤柱留设计算方法。根据采掘平面实测图中划定的采空区范围，采空区隔离煤柱按不小于60m留设。
7、大巷煤柱：依据《三下采煤新技术应用与煤柱留设及压煤开采规程》对大巷保护煤柱留设进行以下计算：
1）井下3号煤层大巷保护煤柱留设按如下公式计算：
a――受护巷道宽度的一半，取2.4m（设计巷道最宽4.8m）；
S1――巷道保护煤柱的水平宽度（m），可按下式计算：
H――巷道的垂深，取220m；
M――煤厚，3号煤层厚度1.00～5.05m；
f――煤的强度系数，；
RC――煤的单向抗压强度，参考当地3号煤层力学特性取15MPa。
因此，巷道两侧在3号煤层保护煤柱宽度为：
S=2S1+2a=2×31.8+2×2.4=68.4m；
因此经以上，经计算3号煤层大巷单侧煤柱均按不小于35m留设。
2）井下15号煤层大巷保护煤柱留设按如下公式计算：
a――受护巷道宽度的一半，取2.5m；
S1――巷道保护煤柱的水平宽度（m），可按下式计算：
H――巷道的最大垂深，取320m；
M――煤厚，15号煤层厚度1.20～2.62m；
f――煤的强度系数，；
RC――煤的单向抗压强度，参考当地15号煤力学特性取10MPa。
因此，巷道两侧在15号煤层保护煤柱宽度为：
S=2S1+2a=2×36.1+2.5×2=77.2m；
因此经以上，经计算15号煤层大巷单侧煤柱均按不小于40m留设。
8、井田境界：井田境界除煤层最低可采境界外，其余均为人为境界，井田境界保护煤柱沿井田边界留设20m。
9、煤层露头保护煤柱：留设不小于20m保护煤柱。
第三节&&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330d，井下四班作业，三班生产，一班准备；地面三班作业。每天净提升时间为16h。
二、矿井设计年生产能力
根据2009年9月山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室文件晋煤重组办发[2009]42号关于晋城市阳城县煤矿企业兼并重组整合方案（部分）的批复》中确定的矿井建设规模为0.90Mt/a。
三、矿井设计服务年限
矿井服务年限按下式计算：
T――矿井设计服务年限，a；
&Zk――矿井设计可采储量，kt；
A――矿井设计生产能力，kt/a；
K――储量备用系数，取1.4。
则矿井第一水平（3号煤层）服务年限：
矿井第二水平（15号煤层）服务年限：：
全矿井的服务年限为18.26a。
第四节&&井田开拓
一、影响井田开拓开采的主要因素
井田为宽缓的褶曲构造，地层倾角较缓，一般为2~7°。井田中部地层抬升，3号煤层被部分剥蚀。断裂构造较发育，井田内发育大小三条正断层，界内未发现陷落柱和岩浆岩活动，井田构造总体属简单类型。
3号煤层位于山西组中下部，上距下石盒子组底砂岩（K8）28.73m，下距太原组K6灰岩14.35m，下距15号煤层平均80.78m，煤层厚度1.00～5.05m，平均3.29m，稳定可采。煤层结构较简单~较简单，夹0～3层夹矸。3号煤直接顶板多为粉砂岩、泥岩，直接顶下常有0.01～0.05m的炭质泥岩及灰色泥岩伪顶，老顶为灰色细粒砂岩、泥岩互层。底板一般为泥岩、粉砂岩。3号煤属结构简单~较简单、赋煤区稳定可采的厚煤层。该煤层在井田中南部被剥蚀。井田内已采面积较大，现只有F351断层以北未开采。
15号煤层位于太原组下部K2灰岩下，上距3号煤层底板平均80.78m，煤层厚度1.20～2.62m，平均1.90m，结构简单，含0～2层夹矸。顶板多为K2灰岩；底板为泥岩、铝质泥岩。15号煤属结构简单，稳定可采的中厚煤层。现未进行开采，煤层埋藏较深，无剥蚀地段。
矿坑充水的影响
二叠系下统山西组砂岩裂隙含水层含多层中细粒砂岩，局部裂隙较发育，该含水岩组砂岩裂隙水为3号煤层开采的主要直接充水水源。矿井巷道顶板冒裂带将沟通其影响高度范围内各含水层之间的水力联系，使地下水进入井巷，成为矿井充水的主要来源。二叠系石盒子组砂岩裂隙含水层，由二叠系上、下石盒子组含多层中、粗、细不同粒级砂岩构成，直接接受大气降水补给和上部第四系松散孔隙水渗透补给，该含水层及第四系松散孔隙水含水层一般构成3号煤层的间接充水水源。
石炭系上统太原组砂岩灰岩层间岩溶裂隙水为15号煤层的直接充水水源。
本井田3号煤层开采后，导水裂隙带高度30～54.94m；15号煤层开采后，裂隙导水带高度为42.86～58.56m。
对照地层综合柱状图、剖面图与地形地质图，井田开采后3号煤层导水裂隙带最大高度可达二叠系下石盒子组地层中下部，在井田中部3号煤层埋藏浅的地段（沟谷与3号煤层露头附近），导水裂隙带会沟通与地表水的联系，在埋藏深的地段会使3号煤层上部山西组砂岩含水层受到破坏。15号煤层开采后导水裂隙带最大高度可达太原组顶部，从而沟通此段含水层之间的联系。开采时应密切注意，并采取相应措施。
2、采（古）空区积水对矿坑充水的影响
依据批复的地质报告：该矿为开采3号煤时间较长的老矿，3号煤层采空区较多，现矿区范围内采空区面积较大。
原山西阳城府底煤业有限公司为关闭矿井，根据该矿关闭前正常涌水量为29m³/d，该矿2008年关闭，由于井下排水系统关闭，无法排水，该矿2006年至今共有积水为21170m3，积水编号为Q3-5，积水面积为30493m2。
原山西阳城四候煤业有限公司由于该矿3号煤层底板等高线高于山西阳城伏岩煤业有限公司煤层底板标高，且有相互沟通情况，本井田内无采空区积水较少。在S-3号钻孔附近采空区有积水，积水面积为19916&m2，积水量为10948&m3。
原山西阳城伏岩煤业有限公司井田内存在5块采空区积水，积水量分别为6867&m3、83367m3、13876m3、9917&m3，6330&m3。
原山西阳城鑫营煤业有限公司该矿井下采空区及巷道全部积水，共详细调查井田内积水量为426098&m3。
3、构造水对矿坑充水的影响
井田内断层较发育，区内目前发现大小断层3条，其断距落差在30～60m，断层极可能沟通奥灰水含水层与上部煤系地层各含水层之间的水力联系，使其地下水进入矿坑，成为矿坑充水的来源。受其影响矿井开采在靠近断层带和矿井边界时应留设保安煤柱，对断层导水带引起高度的重视。
原四候煤业有限公司在井田中部开拓岩巷遇F351正断层时，在断层附近有少量渗水，渗水量为2m³/h。
4、奥灰水对矿坑充水的影响
依据地质报告提供：井田SS1号钻孔水文地质资料，奥灰岩溶水位标高为544.084m。该水文孔峰峰组顶面标高为574.594m。井田内奥水水位标高为535～550m。
3号煤层底板标高高于奥灰水岩溶水位标高，为不带压开采煤层。根据15号煤层底板等高线图，15号煤层为部分带压开采。15号煤层最低底板标高为470m，相应的奥灰水水位标高为548m，奥灰水位高于15号煤层最低底板标高78m。
峰峰组灰岩含水层岩溶不发育的前提下进行的，15号煤层突水系数等于有构造破碎带底板临界突水系数经验值0.06MPa/m，小于正常临界突水系数0.10MPa/m，有突水危险。在以后开采15号煤层过程中应注意隐伏断层的存在，可能沟通奥灰水与15号煤层的联系，应进一步加强奥灰水工作。
据SS1号水文孔岩芯鉴定记录和抽水试验资料，本区奥陶系峰峰组埋藏较浅，本次突水系数计算把峰峰组作为含水层。由于本区水文资料较为欠缺，建议在开拓延伸15号煤层时，进一步进行水文地质勘探工作，并做带压开采的可行性研究。
5、矿井水文地质类型
依据批复的地质报告：3号、15号煤层矿床水文地质类型均属中等类型。
6、矿井涌水量
依据批复的地质报告：当矿井生产规模为0.90Mt/a，3号煤层兼并重组后矿井涌水量为600～750m3/d，矿井开采15号煤层时，正常涌水量1117m3/d。
（四）瓦斯、煤尘爆炸性及煤的自燃性
综合矿井瓦斯数据，虽然井田整合前的矿井除基建矿井外，其余为低瓦斯矿井，但根据山西省煤炭工业局综合测试中心2010年9月提供的《山西煤炭运销集团阳城四侯煤业有限公司矿井瓦斯涌出量预测报告》，鉴于开采3号煤层时，矿井最大相对瓦斯涌出量8.82m3/t较大，且相邻矿井山西煤炭运销集团阳城演礼煤业有限公司为煤与瓦斯突出矿井。
因此本次设计从安全角度出发考虑主要机电设备按高瓦斯矿井选型。
3、15号煤层煤尘无爆炸性，3号煤层不易自燃，15号煤层容易自燃。
根据《防治煤与瓦斯突出规定》，矿方须尽快提供煤层突出危险性鉴定报告及批复文件。待矿方提供突出煤层鉴定结果后，依据结果对设计进行完善。
采（古）空区积水、积气及火区
依据晋城市煤田地质勘探队二○一○年八月进行的《山西煤炭运销集团四侯煤业有限公司采（古）空区积水、积气及火区调查报告》中提供：
1、本矿井积水、积气及火区情况
1）采空区积水情况
整合后井田内采空区积水量为共为426098m3。
表3-4-1&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&采空区积水量估算表
采空区积水编号
水平投影面积（m²）
平均采高（m）
煤层倾角（°）
估算积水量（m³）
2）采空区积气情况
矿井由于3号煤层采空多年，预计采空、小窑破坏区内聚集有一定的有害气体，以CH4、CO2为主，15号煤层尚未开采，无采空区。据调查，该矿没有发生过有害气体伤人事故。
3）采空区火区情况
重组前各矿在生产过程中，也对3、15号煤层进行了煤尘爆炸及煤的自燃倾向性鉴定，结果3、15号煤层煤尘无爆炸性，3号煤层为不易自燃，15号煤层为容易自燃煤层，本矿井采空区不存在火区。
2、周边矿井采空区积水、积气及火区情况
1）采空区积水情况
本井田东侧为山西煤炭运销集团阳城演礼煤业有限公司，该矿3号煤层底板等高线低于本井田3号煤层底板，推测该矿采空区积水对本矿井影响不大；另外，在井田北侧为山西亚美大宁煤矿，该矿在井田周边还没有进行开采，有足够厚的实体煤，该矿采空区积水对本井田影响不大。但矿方在建设和生产过程中应重视邻近矿井采空区积水情况的掌握，必须坚持“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采”的防治水原则，确保安全生产。
2）采空区积气情况
3号煤层采空区聚集有一定的有害气体特别是甲烷和二氧化碳气体，没有发生过有害气体伤人事故。
3）采空区火区情况
采空区不存在火区。矿井应加强明火管理，防止与明火接触，避免引燃事故的发生。
3、周边矿井的越层越界情况
周边矿井与本矿无越层越界开采现象。
二、井田开拓方案
根据矿井现状和资源条件设计拟将原四侯煤业有限公司设计为本次矿井的主体矿井，利用原四侯煤业的主斜井、副斜井及新掘回风立井、后期由于通风路线过长，在井田南部掘南进风井和南回风井服务于井田内南部3、15号两层可采煤层的开采。其理由如下：
1、工业场地利用
原四侯煤业主、副井工业场地部分设施已形成，部分地面生产系统、办公设施等均可利用。鑫阳煤业矿井工业场地较小，伏岩煤业井下3号煤层基本回采完毕，府底煤业为整合前关闭矿井。
2、运输条件
四侯煤矿工业场地距离外运公路较近，场地内运煤公路已建成，运输条件便利。
3、井筒利用
利用原四侯煤业主、副斜井井筒均利用已有，且井筒改造可满足要求。
4、开拓巷道利用
3号煤层剩余储量的开采利用四侯煤也已有巷道可基本满足生产需要，而其他矿井下由于井下基本采空，井下巷道难以到达井田内3号煤层北部的可采区域，且如果过巷则初期工程量非常大。
5、储量分布
3号煤层可采储量70%分布于原四侯煤业井田范围内，其余零碎储量分布于原鑫阳煤业井田内。由此可见利用原四侯煤业的开拓、生产系统更有利于开采整合后井田范围内的3号煤可采储量。
根据井田地质特征、煤层赋存条件和矿井现有井上、下生产系统、设施、设备、井巷工程的现状，结合上述工业场地、井筒选择分析，整合后的井田内的3号煤层可采资源/储量的开采现有巷道已基本形成，因此3号煤层的开采主要考虑利用原有的开拓巷道、系统。以下主要针对整合后井田范围内的15号可采煤层的开拓、开采提出以下两个开拓方案比选：
设计利用原四侯煤业工业场地作为兼并重组整合后的工业场地。原四侯煤业副斜井作为兼并重组整合后的主斜井；主斜井作为副斜井；在井田东北部新掘回风立井。矿井移交生产及达到设计生产能力时（3号煤层）共布置以上三个井筒。后期由于开拓巷道长，导致通风距离过长、通风阻力大，因此后期增加后期南进风井、后期南回风井。
1）开采3号煤层：
主斜井倾角18°，装备1.0m带式输送机，3号煤层底板以下落底，落底标高+647.5m，主斜井井底无煤仓与集中胶带运输大巷直接搭接。担负矿井煤炭提升任务，安装台阶、扶手，兼作进风井和安全出口。现有胶带运输大巷与集中胶带大巷相搭接，采区内布置一采区胶带运输巷通过现有的一采区胶带转载巷与胶带运输大巷相通。
副斜井倾角16°30′，装备单滚筒提升绞车，并敷设排水、压风管路、消防洒水管路，安装台阶、扶手，担负矿井所有辅助提升任务，兼作进风井和安全出口。落底于3号煤层底板以下+624.000m，布置轨道运输大巷与一采区轨道运输巷相通，做矿井的辅助运输，兼做主进风巷。
新掘回风立井布置于井田3号煤层一采区东部，落底3号煤层以上，井筒垂深245.0m。井筒装备梯子间，担负矿井回风任务，并兼作安全出口。回风立井留设10.0m井底水窝，开采下组煤直接延深井筒担负回风任务。
开采井田南部3号煤层二采区时，由于井田中部3号煤层大部采空，无法再沿3号煤布置巷道通往二采区，因此井田内3号煤层二采区开采需待15号煤层开采至井田南部时，利用15号煤层的开拓巷道布置胶带、轨道暗斜井通往3号煤层二采区，再布置一组二采区开拓巷道。同时考虑后期开拓距离长、通风阻力大，因此在井田南部新布置南进风井和南回风井担负井田南部可采煤层的通风任务。
3号煤层现有胶带、轨道大巷间距26.0m，采区巷道间距均为35m。
2）开采15号煤层时，主斜井井筒18°倾角直接延深至15号煤层，在主斜井井底布置上台式井底煤仓，落底标高+555.000m。担负矿井煤炭提升任务，并兼作进风井。
在副斜井3号煤层+624.000m一水平井底车场，清理撒煤平巷布置15号煤暗斜井（倾角β=20°）延深至15号煤层，落底后+555.000m布置二水平车场。担负矿井辅助提升任务，并兼作进风井。
利用井田内的F351、F359断层将井田自然划分为三个采区，从北至南分为一采区、二采区、四采区、三采区。
开采15号煤层一采区时，由于F351断层落差较大，另外15号煤层一采区东部存在带压开采，因此综合考虑井田内15号煤层一采区利用3号煤层一采区巷道进行回采，分别从3号煤一采区内轨道运输巷、一采区胶带转载巷做胶带暗斜井和轨道暗斜井布置到15号煤层一采区，担负15号煤层一采区的煤炭和辅助运输，另外从3号煤一采区回风巷布置回风暗斜井贯通15号煤层一采区回风巷。15号煤层在F351断层以北沿走向布置一组东西大巷，一采区轨道运输、一采区胶带胶带、一采区回风巷均沿15号煤层顶板布置，担负15号煤层一采区开拓。由此构成15号煤层一采区的通风系统。
在井田中部南北布置一组大巷，贯穿井田F351断层以南范围，担负15号煤层二、三、四采区的回采任务。后期开拓距离长、通风阻力大，延深井田南部新布置的南进风井和南回风井担负井田南部可采煤层的通风任务。
15号煤层大巷及采区巷道均沿煤层顶板布置，巷道间和两侧均留设40.0m安全煤柱。
开拓巷道布置详见图3-4-1、3-4-2、3-4-3、3-4-4。
应注意15号煤层开采时一、二、三采区均存在奥灰水带压开采问题，依据地质报告计算结果，部分区域突水系数超过0.06MPa/m，存在突水危险。
矿方在开采15号煤层前应进行专门水文地质勘探，研究奥灰水对15号煤层开采的影响程度，分析奥陶系中统峰峰组是否发育，并制定带压开采安全技术，完善矿井防治水安全措施，最终确保安全方可开采。建设和生产中要始终坚持“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采”的十六字探放水原则，确保安全生产。
（1）优点：
①&主、副斜井在同一工业场地内，有利于工业场地煤柱留设。另外，场地内的现有设备设施工程重组后可得到充分利用，缩减了新建工程，减短地面工程的工期和投资。
②&初期利用的主、副斜井均为已有，只需重新安装装备即可使用。
③&3号煤层的开拓巷道基本利用现有原四侯现有巷道，改造工程量较小。
④&利于3号煤层剩余可采储量的开采，投产快，巷道掘进率低。
⑤&15号煤层开拓利用一组巷道贯穿井田南北，巷道布置形式简单，运输系统简单，采区划分利用井田内的断层划分，减少采区煤柱留设，开采15号煤层三采区时兼顾井田南部3号煤层二采区的开采，使井田内3号煤层南部可采区域得到充分开采。
（2）缺点：
①&开采3号煤层一采区现有巷道主煤流系统运输繁琐，井下煤炭运输带式输送机数量多、搭接多。
②&15号煤开采副斜井采用暗斜井方式延深，增加一套辅助提升系统和工序，延长提升时间，降低提升辅助运输的效率。
3号煤层的开采同方案一。
开采15号煤层时，主斜井延深至15号煤层，在主斜井井底设上台式井底煤仓。
在副斜井3号煤层清理撒煤平巷布置15号煤暗斜井（倾角β=20°）延深至15号煤层。
回风立井直接延深至15号煤层。井筒装备梯子间，担负矿井回风任务，兼作安全出口。
在井田西部沿井田边界平行布置一组南北大巷，担负15号煤层二采区开拓，巷道到井田北部暗斜井穿过F351断层后，平行断层布置一组一采区东西开拓巷道担负15号煤层一采区开拓。南北二采区巷道至井田15号拐点处再沿井田边界西南向布置一组三采区巷道，负责15号煤三采区回采工作。大巷布置形式呈“厂”字形。开拓巷道布置详见图3-4-5、3-4-6。
①&开拓巷道布置简单、利于15号煤3采区的正规工作面布置。
②&巷道沿井田边界布置，大巷煤柱留设少。
①&井田内3号煤层二采区东南角开采区域巷道无法通过；
②&井田内15煤二采区可采煤层东西隔开不利于正规工作面的布置。
3、方案确定
经过以上技术经济比较，设计推荐方案一。
三、井口数目和位置的选择
本次开采井田内3、15号可采煤层时，矿井开拓总共5个井筒，达产时利用3个井筒分别为主斜井、副斜井和回风立井。其中主斜井、副斜井均位于工业场地内，风井位于井田边界一采区东部风井场地内。开采井田南部可采煤层时，增加后期南进风井，后期南回风井。
四、水平划分及水平连接方式
全井田分两个水平开采井田内的3、15号两层可采煤层。一水平开采3号煤层，开采标高为+624.000m；二水平开采15号煤层，水平标高＋555.000m。
五、主要巷道布置方式
3号煤层煤层厚度1.00～5.05m，平均3.29m，开拓充分利用原有巷道合理改造。其中集中胶带运输大巷、胶带运输大巷及轨道运输大巷均为已有，集中胶带运输大巷、胶带运输大巷沿3号煤层底板布置，轨道运输大巷已有沿3号煤层以下岩巷+624水平布置。采区胶带运输、轨道运输均沿煤层底板布置，专用回风巷沿3号煤层顶板布置。集中胶带运输大巷、胶带运输大巷及采区胶带巷均安装1.0m带式输送机担负煤运输，轨道运输大巷及采区轨道运输巷铺设600mm规距38kg/m轨道运送液压支架、辅助材料及矸石的运输。
15号煤层煤层厚度1.20～2.62m，平均1.90m，开拓巷道分别布置胶带运输巷、轨道运输巷及专用回风巷，巷道均沿15号煤层顶板布置。
六、采区划分及开采顺序
考虑现有井筒位置情况及3号煤层剩余可采储量南北分布，中间采空的情况，将全井田的3号煤层划分为两个采区，即3号煤层一采区、二采区；15号煤层利用井田内的两条东西走向正断层F351、F359断层将井田内的15号煤层自然划分为四个采区，由北往南依次为15号煤层一采区、二采区、四采区、三采区。可采煤层回采顺序采用下行开采顺序，同一垂直面上先采3号煤层，后采15号煤层。采区回采顺序为：3号煤层一采区→15号煤层一采区→15号煤层二采区→3号煤层二采区→15号煤层三采区→15号煤层四采区。
采区接替顺序详见表3-4-2。
第五节&&井&筒
一、井筒用途、布置及装备
根据矿井井田开拓方案及矿井工业广场现建设情况，达产时井筒均位于在现有工业场地内。其中：
主斜井：利用现有井筒原四侯副斜井改造，井口坐标（80坐标）为：X=，Y=，Z=+744.971，方位角β=226°，倾角18°。净宽3.2m，墙高1.8m，净断面8.46m2，斜长315.4m，井筒采用三心拱断面，料石砌碹，支护厚度为500mm。主斜井装备1000mm皮带，担负全矿井的煤炭提升任务，并兼作进风井及安全出口。
副斜井：利用现有原四侯主斜井改造，井口80坐标为：X=，Y=，Z=+745.971，方位角β=204°56′24″，倾角16°30′。净宽4.5m，墙高1.4m，净断面14.25m2，斜长429.45m，井筒采用半圆拱断面，表土段采用混凝土砌碹，支护厚度为500mm，基岩段采用锚网喷支护。副斜井铺设38kg/m单轨，运送液压支架、装备人车上、下人员及材料、设备等辅助运输，同时兼作进风井及安全出口。
回风立井：新掘回风立井，采用混凝土砌碹支护，表土段支护厚度600mm，基岩段支护厚度350mm。回风立井井口中心80坐标为：X=，Y=，Z=+845.000，井筒直径φ=5.0m，方位角β=199°25'5"，投产时井筒深度245.0m，回风立井担负3号煤层一采区回风任务。后期开采15号煤层延深井筒至15号煤层，担负15号煤层一、二采区回风任务。装备梯子间兼作安全出口。
开采15号煤层，增加15号煤暗斜井：从副斜井3号煤一水平清理撒煤平巷向15号煤延深暗斜井，井筒倾角20°，斜长216.4m，井筒内铺设38kg/m单轨，运送液压支架、装备人车上、下人员及辅助运输。
开采井田内南部3、15号可采煤层时由于通风线路过长、阻力大，增加后期南进风井、南回风井。
各井筒特征见表3-5-1，投产时井筒断面见图3-5-1～5。
表3-5-1&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&井筒特征表
（西安80坐标系）
井口座标（m）坐&标
（北京54坐标系）
54坐标/80坐标
+745.000/+744.971
+746.000/+745.971
+845.029/+845.000
204°56′24″
270°00'00"
一水平落底标高（m）
二水平标高
暗斜井延伸+555m
暗斜井延伸
（投产时）
614.8（井筒全长）
216.4（暗斜井斜长）
表土混凝土砌碹/基岩锚网喷
（mm）表土/基岩
1000mm宽带式输送机
38kg/m轨道
二、井筒支护
主斜井：现有，三心拱断面，采用混凝土砌碹支护，表土段支护厚度为500mm，表土基础为800mm×800mm，基岩段支护厚度为300mm。
副斜井：现有，三心拱断面，采用混凝土砌碹支护，表土段支护厚度为500mm，表土基础为800mm×800mm，基岩段支护厚度为400mm。
回风立井：新掘，圆形断面，采用混凝土井壁支护，表土段支护厚度为600mm，基岩段支护厚度为350mm。
井田内不利用井筒必须按“六条标准”实施关闭。
第六节&&井底车场及硐室
一、车场形式选择及空、重车线长度、轨型
副斜井落底3号煤层后做平车场，水平标高+624.000m，车场设置高低道30.0m，车场长度共120m，铺设38kg/m钢轨，运送液压支架及矿车等。
二、车场列车运行及调车方式
车场是设有高低道车场。车场内均设置双轨，为双轨系统运输，车场内分为进车线与出车线，为双向运输。
副斜井运输的液压支架、大型设备、运输车辆等重型设备及各种材料下井摘勾后通过高道进入副斜井井底车场存车线，车辆调度采用调度绞车配以人工推车方式。进入大巷无极绳挂钩点，无极绳绞车运送至采区运输巷。采区运输巷内用调度绞车运输至采区车场。再至工作面轨道运输顺槽。
从采区或其他工作地点返回装有设备、材料等车辆通过调度绞车运至轨道运输大巷，挂到大巷无极绳牵引至副斜井井底车场，经调度绞车调度或人推车至车场内低道，滑行至副斜井井底挂钩点再由副斜井绞车提升至地面。
副斜井井底车场及硐室布置详见图3-6-1。
三、井下主要硐室及位置
1、井底主要硐室：
1）井下主变电所、主水泵房、及管子道
副斜井井底设主变电所与主水泵房联合布置，硐室净宽4.5m，净断面14.20m2，主变电所长45.0m，水泵房长22.0m。在水泵房硐室一端设管子道与副斜井相通。管子道上部平台比水泵房地面高7m，设两个安全出口，符合煤矿安全规程要求。硐室通往车场巷道中的两个通路中设防火栅栏及密闭门。变电所与水泵房之间设防火栅栏两用门。
2）井底主水仓
晋城市煤田地质勘探队2010年8月编制的《山西煤炭运销集团阳城四侯煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告》中提供“兼并重组整合后3号煤层兼并重组后矿井涌水量为600～750m3/d，但矿井涌水量不能局限于本次预算”。
根据《煤矿安全规程》第二百八十条要求主要水仓必须有主仓和副仓，当一个水仓清理时，另一个水仓能正常使用。新建矿井的新水平主要水仓有效容量应能容纳8h的正常涌水量。
设计确定，3号煤副斜井落底后在+624.000m水平井底车场附近设置井底主水仓，主水仓由主、副仓组成，位于井底车场东侧，水仓入口设在车场附近最低处。
主水仓容量：Q=Q正常×8=m3。
设计主变电所和主排水泵房联合布置，同时，考虑3号煤层采空区涌水量，综合确定主、副仓平行布置，水仓有效容积600m3。
水仓内铺设轨型15kg/m、轨距600mm的单轨，现浇混凝土整体道床。水仓清理方式采用人工清理方式和矿车运输的清理方式。
3）连续牵引车硐室、摘挂钩硐室、急救室、等候室等均布置在副斜井井底车场附近。
4）在副斜井井底车场设井下消防材料库，存放消防材料，为矿井发生灾害提供抗灾救灾的物资材料。
2、采区主要硐室
1）一采区煤仓及装载硐室：在胶带运输大巷机尾设一采区煤仓，煤仓型式为圆形直立煤仓，净径Ф6.0m，高度40m，煤仓容量800t，满足矿井5h生产能力存煤量。煤仓下口设给煤机装载硐室。
2）在一采区与胶带运输大巷最低处设置一采区水泵房、一采区水仓（均为现有）。采区水仓不小于4小时正常涌水量。在一采区胶带运输巷与一采区轨道运输巷之间设置一采区变电所，担负一采区内设备的供电。
四、井底车场巷道、硐室支护方式及材料
副斜井井底车场采用混凝土砌碹，井下主排水泵房、一采区水泵房、井底水仓、一采区水仓、连续牵引车硐室、一采区煤仓，管子道、消防材料库、变电所、一采区变电所、摘挂钩硐室、急救室、等候室等均采用混凝土砌碹支护。以上硐室均采用半圆拱形断面。
表3-6-1&&&&&&&&&&&&&&&&&&井底车场巷道及一采区硐室工程量表
巷道或硐室名称
支护方式及支护材料
巷道长度（m）
掘进工程量（m3）
井底车场巷道
混凝土砌碹
主变电所及通路
混凝土砌碹
混凝土砌碹
主水泵房及通路
混凝土砌碹
混凝土砌碹
消防材料库及通路
混凝土砌碹
连续牵引车硐室
混凝土砌碹
摘挂钩硐室
混凝土砌碹
等候室及通路
混凝土砌碹
混凝土砌碹
一采区变电所及通路
混凝土砌碹
一采区水泵房通路
混凝土砌碹
一采区水仓
混凝土砌碹
一采区煤仓
混凝土砌碹
第六章&&通风和安全
第一节&&矿井通风条件概况
一、矿井瓦斯、煤尘、自燃性、煤与瓦斯突出及地温情况
1）依据山西省煤炭工业局晋煤安发[号文《关于晋城市所属煤矿矿井2005年度瓦斯等级及二氧化碳涌出量鉴定结果的批复》、晋城市煤炭工业局文件晋市煤局安字[号、晋市煤局安字[号、晋市煤局安字[号文“关于晋城市2007、2008、2009年度30万吨/年以下煤矿矿井瓦斯等级及二氧化碳涌出量鉴定结果的批复”、山西省煤炭工业局晋煤安发[2009]35号及晋煤瓦发[号文“关于晋城市2008、2009年度30万吨/年及以上煤矿矿井瓦斯等级及二氧化碳涌出量鉴定结果的批复”。该重组区内各矿及周边生产矿井瓦斯结果如下表6-1-1：
表6-1-1&&&&&&&井田内矿井及周边瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定批复表&
绝对涌出量
相对涌出量
绝对涌出量
相对涌出量
府邸煤业（已关闭）
四侯煤业（基建）
石门沟煤业
2）依据2010年9月山西省煤炭工业局综合测试中心提供的《山西煤炭运销集团阳城四侯煤业有限公司矿井瓦斯涌出量预测报告》中提供瓦斯涌出量预测结果：矿井按90万t/a生产时，一采区上分层最大绝对瓦斯涌出量16.70m3/min，最大相对涌出量为8.82m3/t；一采区下分层最大绝对瓦斯涌出量5.72m3/min，最大相对涌出量为3.02m3/t；二采区最大绝对瓦斯涌出量4.07m3/min，最大相对涌出量为2.15m3/t。矿井为低瓦斯矿井；
3号煤层瓦斯涌出来预测结果如下：
（1）一采区上分层回采工作面绝对瓦斯涌出量为9.28m3/min，相对涌出量为5.16m3/t；一采区下分层回采工作面绝对瓦斯涌出量为3.31m3/min，相对涌出量为1.84m3/t；二采区回采工作面绝对瓦斯涌出量为1.66m3/min，相对涌出量为0.92m3/t。
（2）一采区上分层掘进工作面瓦斯涌出量为0.95m3/min；一采区下分层掘进工作面瓦斯涌出量为0.34m3/min；二采区掘进工作面瓦斯涌出量为0.59m3/min。
（3）一采区上分层矿井绝对瓦斯涌出量为16.70m3/min，相对涌出量为8.82m3/t；一采区下分层矿井绝对瓦斯涌出量为5.72m3/min，相对涌出量为3.02m3/t；二采区矿井绝对瓦斯涌出量为4.07m3/min，相对涌出量为2.15m3/t。
3）综合上述情况，鉴于开采3号煤层时，矿井最大相对瓦斯涌出量为8.82m3/t，最大绝对涌出量为16.70m3/min，最大相对瓦斯涌出量较大，且相邻矿井山西煤炭运销集团阳城演礼煤业有限公司为突出矿井。
因此本次设计从确保矿井安全生产的角度出发，综合考虑设计主要机电设备按高瓦斯矿井选型。
2、根据晋城市煤田地质勘探队于2010年8月编制的《山西煤炭运销集团四侯煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告》及2008年9月山西省煤炭工业局综合测试中心《山西阳城四候煤业有限公司3号煤煤层煤样监测报告》提供：
该矿3、15号煤层煤尘无爆炸性。井田内3、15号煤层自燃倾向性分别为为Ⅲ级不易自燃，Ⅰ级容易自燃。
3、依据地质报告提供该区属地温、地压正常区。
二、随着开采深度变化对瓦斯变化的预计
3号煤层瓦斯含量为3.174～4.165m3/t，煤层瓦斯含量（W）具有随埋藏深度（H）增大而加大的整体趋势，经回归分析，两者之间遵循W=0.8的统计规律；随着矿井开拓开采区域的扩大和煤层开采深度的增加，加强煤层的瓦斯含量和测定工作，并根据测定结果检验和修正矿井瓦斯涌出量预测结果，为矿井通风及瓦斯治理提供可靠依据。
第二节&&矿井通风
一、通风方式和通风系统的选择
矿井采用两个水平开拓，根据开拓布置和井田范围，一水平开采3号煤，二水平开采15号煤，矿井采用分区式通风。其中，投产时3号煤层一采区内通风利用主斜井、副斜井进风，回风立井回风，为中央分列式通风。
通风方法采用机械抽出式。
二、风井数目、位置、服务范围及服务时间
全矿井共三个进风井、两个回风井，3、号煤层的一采区及15号北部煤层均利用主、副斜井进风，回风立井回风，后期开采3号煤层二采区及15号煤层南部区域时增加南进风井、南回风井。
三、掘进通风及硐室通风
矿井掘进工作面均采用压入式局部通风机独立通风。井下硐室除采区变电所采用独立通风外，其他硐室采用全风压通风。
四、矿井风量、风压及等积孔的计算
（一）矿井风量计算
根据国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局2010年颁发的《煤矿安全规程》第103条规定和《煤矿通风能力核定标准》(AQ),矿井需要的风量应按下列要求分别计算，并选取其中最大值：
1、按井下同时工作的最多人数计算，每人每分钟供给风量不得小于4m3。
Q矿进=4×N×K矿通&&m3/min
N——井下同时工作的最多人数，139人（按交接班考虑）；
K矿通——矿井通风系数，取1.20。
则Q矿进=4×139×1.20=667.2m3/min=11.12m3/s。
2、矿井需要风量按各采掘工作面、硐室及其他用风巷道等用风地点分别进行计算，包括按规定配备的备用工作面需要风量，通风系统应保证各用风地点稳定可靠供风。
Qra≥(∑Qcf＋∑Qhf＋∑Qur＋∑Qsc＋∑Qrl)·Kaq
Qra――矿井需要风量，m3/min；
Qcf――采煤工作面实际需要风量，m3/min；
Qhf――掘进工作面实际需要风量，m3/min；
Qur――硐室实际需要风量，m3/min；
Qsc――备用工作面实际需要风量，m3/min；
Qrl――其他用风巷道实际需要风量，m3/min；
Kaq――矿井通风需要系数，抽出式取1.15~1.20，因此取1.20。
1）采煤工作面实际需要风量计算
每个采煤工作面实际需要风量，按工作面气象条件、瓦斯涌出量、人员等规定分别进行计算，然后取其中最大值。
（1）按照瓦斯涌出量计算
Qcf=100·qcg·kcg
qcg――采煤工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量，m3/min。根据矿井瓦斯涌出了预测报告中，矿井回采工作面绝对瓦斯涌出量最大为9.28&m3/min；
kcg――采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.4；
100――按采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1%的换算系数。
Qcf=100×9.28×1.4=/min=21.65（m3/s）&&取22m3/s
（2）按气象条件计算
Qcf=60×70%×Vcf×Sef·Kch·Kcl
Scf=lcf×hcf×70%
Vcf――采煤工作面的风速，取1.0m/s；
Scf――采煤工作面的平均断面积，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算，11.52m2；
lcf――采煤工作面平均控顶距，4.8m；
hcf――采煤工作面实际采高，2.4m；
Kch――采煤工作面采高调整系数，取1.2；
Kcl――采煤工作面长度调整系数，取1.2；
70%――有效通风断面系数；
60――为单位换算产生的系数。
Qcf=60×70%×1.0×11.52×1.2×1.2
=696.7m3/min
以上计算结果取大值，取22&m3/s。
（3）按工作人员数量验算
Ncf—采煤工作面同时工作的最多人数，人；
4—每人需风量，m3/min。
Qcf≥4×30=100m3/min&=2.0m3/s。
（4）按风速进行验算
①根据《煤矿安全规程》的规定，采煤工作面的最低风速不得小于0.25m/s，验算最小风量：
Qcf≥60×0.25Scb
Scb=lcb×hcf×70%
Scb――采煤工作面最大控顶有效断面积，m2；
lcb――采煤工作面最大控顶距，5.1m；
hcf――采煤工作面实际采高，2.4m；
0.25――采煤工作面允许的最小风速，m/s；
70%――有效通风断面系数。
采煤工作面最大控顶距lcb=5.1m，采煤工作面实际采高hcf=2.4m，工作面最大控顶有效断面Scb=5.1×2.4×70%=8.57m2
Qcf≥60×0.25×8.57=128.55m3/min&=2.14m3/s；
Qcf=22m3/s≥2.14m3/s，满足采煤工作面最大控顶、最小风速的最小风量要求。
②&根据《煤矿安全规程》的规定，采煤工作面的最大风速不得大于4m/s的要求进行验算，验算最大风量：
Qcf≤60×4.0Scs
Scs=lcs×hcf×70%
Scs――采煤工作面最小控顶有效断面积，m2；
lcs――采煤工作面最小控顶距，4.5m；
hcf――采煤工作面实际采高，2.4m；
4.0――采煤工作面允许的最大风速，m/s；
70%――有效通风断面系数；
采煤工作面最小控顶距lcs=4.5m，采煤工作面实际采高hcf=2.4m，工作面最小控顶有效断面Scs=4.5×2.4×70%=7.56m2
Qcf≤60×4.0×7.56=/min&=30.24m3/s；
Qcf=22m3/s≤30.24m3/s，满足采煤工作面最小控顶、最大风速的最大风量要求。
③&综合机械化采煤工作面，在采取煤层注水和采煤机喷雾降尘等措施后，验算最大风量：
Qcf≤60×5.0Scs
Scs――采煤工作面最小控顶有效断面积，m2；
5.0――采煤工作面允许的最大风速，m/s。
Qcf≤60×5.0×7.56=2268m3/min&=37.8m3/s
Qcf=22m3/s≤37.8m3/s，满足综合机械化采煤工作面，在采取煤层注水和采煤机喷雾降尘等措施后的最大风量要求。
则ΣQcf=22m3/s。
2）备用工作面实际需要风量计算
根据《煤矿安全规程》规定，备用工作面亦应满足瓦斯、二氧化碳、气温等规定计算的风量，且最少不得低于采煤工作面实际需要风量的50%，备用工作面风量取ΣQbc=11m3/s。
3）掘进工作面实际需要风量计算
每个掘进工作面实际需要风量，按瓦斯涌出量、人员以及局部通风机的实际吸风量等规定分别进行计算，然后取其中最大值。
（1）按照瓦斯涌出量计算
Qhf=100·qhg·khg
qhg――掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量，m3/min。根据矿井瓦斯涌出了预测报告中，矿井掘进工作面绝对瓦斯涌出量最大为0.95&m3/min；
khg――掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，矿井现未揭露3号煤层，取2.0；
100――按掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1%的换算系数。
Qhf=100×0.95×2.0=190m3/min=3.17m3/s。
（2）按局部通风机实际吸风量计算
有瓦斯涌出的岩巷，半煤岩巷和煤巷：
Qhf=Qaf·I＋60×0.25Shd
Qaf――局部通风机实际吸风量，大巷掘进局部通风机选用FBDN0.6.3/2×15，风量250～440&m3/min。顺槽掘进局部通风机选用FBDN0.6.7/2×30，风量370～600&m3/min。
I――掘进工作面同时通风的局部通风台数，1台；
0.25――有瓦斯涌出的岩巷，半煤岩巷和煤巷允许的最低风速；
S大巷hd――大巷局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，19.20m2。
S顺槽hd――顺槽局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，14.00m2。
Q大巷hf=440×1＋60×0.25×19.20=728m3/min=12.13m3/s。
Q顺槽hf=600×1＋60×0.25×14.00=810m3/min=13.5m3/s。
（3）按工作人员数量验算
Nhf――掘进工作面同时工作的最多人数，20人（交接班时）。
Qaf≥4×20＝40m3/min＝1.4m3/s。
（4）按风速进行验算
①&验算最小风量
井下掘进巷道均为半煤岩巷和煤巷：
Qaf≥60×0.25Shf
Shf――掘进工作面巷道的净断面积，m2。
Qaf≥60×0.25×20.42=306.3m3/min＝5.11m3/s
②&验算最大风量
Qaf≤60×4.0Shf
Shf――掘进工作面巷道的净断面积，m2。
Qaf≤60×4.0×20.42=/min＝81.68m3/s
5.11m3/s≤Qaf≤81.68m3/s，满足掘进工作面最大和最小风速的风量要求。
井下共布置2个综掘工作面，由于两条顺槽、三条大巷均倒替掘进，且停掘巷道不停风，因此综掘工作面总需风量为：
ΣQhf=12.13×2+13.5×2=51.26m3/s&&取52m3/s
4）硐室需要风量计算
井下硐室除采区变电所采用独立通风外，其余均采用新风并联或扩散通风。
一采区变电所采用独立通风，风量取ΣQur=3m3/s。
5）其他用风巷道实际需要风量计算
（1）按瓦斯涌出量计算
Qrl=143qrgkrg
Qrl——其他巷道实际需要风量，m3/s；
qrg——其他巷道的瓦斯绝对涌出量，矿井绝对瓦斯涌出量为16.70m3/min，根据经验其它巷道绝对瓦斯涌出量为矿井绝对瓦斯涌出量的9%，即为16.70×0.09=1.503m3/min；
krg——其它巷道通风系数，取1.3。
Qrl4=143×1.503×1.3=279.4m3/min＝4.66m3/s&&&取5m3/s
（2）按风速验算：
Qr1≥60×0.15Src
Qr1――一般用风巷道实际需要风量，m3/min；
Src――一般用风巷道净断面积，m2，取18m2；
0.15――一般巷道允许的最低风速，m/s；
Qr1≥60×0.15×18=162m3/min＝2.7m3/s
则其他巷道用风取：ΣQrl=5m3/s。
6）矿井总进风量
Qra=（22+11+52+3+5）×1.20=111.6m3/s，&取112m3/s。
综合1、2计算结果，矿井总进风量为112m3/s，其中主斜井进风量25m3/s，副斜井进风量87m3/s，回风立井回风量112m3/s。
（二）矿井风量分配
将矿井总进风量分配到井下各用风地点，具体配风量分配如下：
综采工作面（1个）：22m3/s
备用综采工作面（1个）：11m3/s
大巷掘进工作面（1个）：13m3/s&&&停掘不停风：13m3/s
顺槽掘进工作面（1个）：14m3/s&&&停掘不停风：14m3/s
一采区变电所：3m3/s。
其它用风：22m3/s。
（三）矿井通风负压计算
矿井通风负压按下式计算：
h矿＝∑s.α.L.P.Q2/S3＋h局
h矿——矿井通风总阻力，mmH2o；
α——井巷摩擦阻力系数，kg.s2/m4；
L——井巷长度，m；
P——井巷净断面周长，m；
S——井巷净断面积，m2；
Q——通过井巷的风量，m3/s；
h局——局部阻力，按h局＝0.15·h矿，mmH2O。
经计算，矿井通风容易时期和困难时期的负压分别为：
容易时期：156.88mmH2O（1537.39Pa）
困难时期：202.77mmH2O（1987.15Pa）
矿井通风容易时期和困难时期的负压计算结果见表6-2-1、6-2-2。矿井通风容易时期、矿井困难时期系统见图6-2-1、6-2-2。
（四）矿井通风等积孔计算
矿井通风等积孔按下式计算：
A＝0.38Q/h矿0.5
A——矿井通风等积孔，m2；
Q——矿井总风量，m3/s；
h矿——矿井通风总负压，mmH2O；
容易时期；
困难时期；
通风容易时期、困难时期均属通风容易矿井。
五、通风设施、防止漏风和降低风阻措施
为保证矿井通风连续稳定，保质保量送到用风地点，应采取以下措施：
（一）在进风和回风巷道相交处设风桥，在进、回风巷之间使用的巷道中设风门或调节风门、门窗设施。
（二）巷道中不得堆积杂物，失修巷道及时维护，保证巷道通风有效断面。
（三）回风井口防爆门、风门、风道必须封闭严密，现有通过采空区一侧的总回风巷应对巷帮严密封闭，防止漏风。
（四）定期测风，及时合理分配风量。对风阻过大的风路，采取降低风阻措施，必要时扩大风路巷道断面。
（五）经常检查通风设施，密闭等通风构筑物，发现问题及时处理，保证通风设施完好有效。
第七章&&通风、排水、压风设备
第一节&&通风设备
矿井原有风机FBCDZ-№15型轴流式通风机，经核定不满足通风要求，需重新选型。
一、设计依据
通风方式：机械抽出式，主斜井、副斜井进风，回风立井回风。
矿井通风参数：
通风量&&&&&&&&&&112m3/s
最小通风负压&&&&1537.39Pa
最大通风负压&&&&1987.18Pa
二、通风设备校验计算
1、通风机需要产生的风量：
通风设备所需风量：QF＝117.6m3/s
通风设备所需风压：通风容易时期：HFmin＝1737.39Pa
&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&通风困难时期：HFmax＝2187.18Pa
通风容易时期通风网路特性方程为Hmin=R1Q2=0.126Q2
通风困难时期通风网路特性方程为Hmax=R2Q2=0.158Q2
2、通风设备
根据通风设备所需风量及风压选用FBCDZ-8-No24B通风机两台，一台工作，一台备用。
通风容易时期：
通风机工况点参数：QM1=121m3/s，HM1=1839.3Pa，ηM1=76％，叶片角度βM1＝48°/40°，驱动电动机计算功率NM1＝390kW。
通风困难时期：
通风机工况点参数：QM2=119m3/s，HM2=2239.6Pa，ηM2=82％，叶片角度βM2＝50°/42°，驱动电动机计算功率NM2＝433.4kW。
每台通风机由两台YBFe型&&8极&&10kV&&250kW电动机驱动。通过改变通风机叶片角度满足矿井各种通风网路情况下通风的需要。
矿井通风容易和困难时期，通风运行工况点参数见图7-2-1.。
通风机通过电动机反转实现反风。
通风机风筒及扩散塔内装设消音设施，以降低噪音，保护环境。设置微机在线监测装置，实时监测风机轴承温度，电机绕组温度，风量、风压等参数，并有对风机启停，风门开关的控制功能实现风机的集中控制和监测，确保风机安全可靠运行。
三、通风机配电
风井场地设10kV配电室，选用KGS1矿用手车高压真空开关柜向通风机配电，选用KGS1-24D所用变压器柜两台（变压器选用SC9-50kVA&10/0.4kV干式变压器两台）用于向380/220V低压负荷供电；两回10kV电源引自矿井工业场地变电所10kV母线不同母线段，一回工作，一回备用。
第二节&&排水设备
一、主排水泵房排水设备
矿井原主水泵为4DA－8×8型水泵，经校验不满足要求，需新选水泵。
主排水泵房设在副斜井井底，矿井涌水经管子道、副斜井敷设的排水管路排至地面工业场地井下水处理站。
1、设计依据
矿井正常涌水量&&&&&&&&&&&&&&&25m3/h
矿井最大涌水量&&&&&&&&&&&&&&&31.25m3/h
副斜井井口标高&&&&&&&&&&&&&&&+745.97m
水泵房底板标高&&&&&&&&&&&&&&&+624.5m
井下水处理站标高&&&&&&&&&&&&&+757.90m
排水垂高&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&133.4m
水泵房至副斜井井口敷设排水管长&&&&486m
2、主排水设备选型
根据矿井排水的要求，设计作了两个方案比较，见表7-3-1。
表7-3-1&&&&&&&&&&&&&&&&井下主排水设备方案比较表
方案一（推荐）
MD85－45×4
MD155－30×5
电&压（kV）
功&率（kW）
转&速（r/min）
流&量（m3/h）
扬&程（m）
轴功率(kW)
运行台数（台）
排水时间（h）
运行台数（台）
排水时间（h）
规&格（mm）
工作趟数&(趟)
正常涌水量
最大涌水量
总&趟&数&(趟)
吨水百米电耗（kWh/t·100m）
方案一和方案二均选用MD型矿用耐磨泵。
方案一的优点是水泵排水能力适中，电动机总装机容量较小，初期投资低。
方案二初期投资较大，电动机总装机容量较大，排水系统能力较大。
经综合比较，确定采用方案一，即选用MD85-45×4型矿用排水泵3台，1台泵工作，1台泵备用，1台泵检修。选用φ133×4排水管路2趟，正常涌水量和最大涌水量时均为1趟工作，1趟备用。
MD85-45×4型矿用排水泵技术参数：额定流量Qe＝85m3/h，水泵额定扬程He＝180m，水泵必须气蚀余量（NPSH）r＝4.3m，水泵效率η＝0.72，水泵额定转速n＝2950rpm。水泵配套YB2型矿用隔爆型电动机：额定电压660V，额定功率75kW，2极。
3、推荐方案的设备选型计算
1）设计计算所需工作水泵最小排水能力：
矿井正常涌水量时：&&&&&&&&&&&1.2×25=30m3/h
矿井最大涌水量时：&&&&&&&&&&&1.2×31.25=37.5m3/h
2）水泵选型
预选MD85-45×4型矿用多级离心式水泵。根据设计计算所需工作水泵流量、垂高和排水距离等条件，敷设两趟φ133×4无缝钢管排水管路，采用“单泵单管”运行方式。
排水系统单级运行特性方程：
排水管路运行初期：&&Hc=34.475+0.00129Q2m
排水管路淤积后：&&&&Hc=34.475+0.00217Q2m
依据选用水泵特性曲线和排水系统管网特性曲线，确定每台水泵工况点：水泵特性曲线见图7-3-1
排水管路运行初期：流量85.5m3/h，扬程175.6m，效率72%，排水管路流速1.94m/s，轴功率60.8kW，年排水电耗16.3×104kW·h/a。
排水管路淤积后：流量76m3/h，扬程188m，效率70%，排水管路流速1.72m/s，轴功率59.6kW，年排水电耗17.9×104kW·h/a。&
每台水泵选配YB2型&&660V&&n0=3000r/min&&75kW隔爆电动机驱动。&
3）水泵运行时间
矿井正常涌水量和最大涌水量时，三台主排水泵，均为一台工作，一台备用，一台检修。
水泵房按三台水泵两趟管路布置，矿井正常涌水量和最大涌水量时均为一趟管路工作，一趟备用。
排水管路运行初期水泵昼夜工作时间：矿井正常涌水量时7.02h，矿井最大涌水量时8.77h；排水管路淤积后水泵昼夜工作时间：矿井正常涌水量时7.89h，矿井最大涌水量时9.87h。
4）吸水高度Hs校验
H——水泵安装地点的大气压力水头，H=9.58m(泵房标高+624.5m)。
hsf——吸水管的阻力损失。
Vx——吸水管的流速
H0——矿水的饱和蒸汽压力，按t=10°计，H0=0.12m。
c——水泵底座高于泵房地坪120mm。
h0——水泵轴心高380mm。
(NPSH)r——汽蚀余量4.3m。
吸水高度取Hx=4.5m满足要求。
4、主排水泵房及附属设施
主排水泵房按三台水泵两趟排水管路布置。水泵采用喷射泵无底阀启动方式，选用SBS型喷射泵（总成）三套，喷射泵以排水管路压力水为动力源，以井下洒水管压力水作为备用动力源。
水泵房配水井安设PXWⅠ-400型配水闸阀，配水闸阀直径DN400。主排水系统图见图7-3-2。
5、主排水泵房配电及控制
中央水泵房三台水泵电动机660V供电电源，由中央变电所直配，水泵房与中央变电所之间装设联络信号。
二、一采区水泵房排水设备
一采区水泵房设在胶带大巷下山最低点，一采区排水经胶带大巷、轨道运输大巷、井底车场敷设的排水管路排至主水仓。
1、设计依据
一采区正常涌水量&&&&&&&&&&&&&&&25m3/h
一采区最大涌水量&&&&&&&&&&&&nbsp, ;&&&31.25m3/h
排水垂高&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&58m
水泵房至井底水仓敷设排水管长&&&&800m
2、一采区排水设备选型
1）设计计算所需工作水泵最小排水能力：
一采区正常涌水量时：&&&&&&&&&&&1.2×25=30m3/h
一采区最大涌水量时：&&&&&&&&&&&1.2×31.25=37.5m3/h
2）水泵选型
根据设计计算所需工作水泵流量、垂高和排水距离、矿方现状等条件，设备选用三台BQS80-20X5-45型矿用矿用隔爆型潜水泵。敷设两趟φ133×4无缝钢管排水管路，采用“单泵单管”运行方式。
排水系统单级运行特性方程：
排水管路运行初期：&&Hc=12.7+0.00128Q2（m）
排水管路淤积后：&&&&Hc=12.7+0.00212Q2&&(m)
依据选用水泵特性曲线和排水系统管网特性曲线，确定每台水泵工况点：水泵特性曲线和排水系统管网特性曲线见图7-3-3
排水管路运行初期：流量77m3/h，扬程101.4m，效率72%，排水管路流速1.74m/s，轴功率31.6kW，年排水电耗9.39×104kW·h/a。
排水管路淤积后：流量65m3/h，扬程108.3m，效率63%，排水管路流速1.47m/s，轴功率32.6kW，年排水电耗11.47×104kW·h/a。&
每台水泵选配YBQS型&&660V&&n0=3000r/min&&45kW矿用隔爆型潜水电动机驱动。&
水泵房按三台水泵两趟管路布置。正常涌水量和最大涌水量时，三台排水泵，均为一台工作，一台备用，一台检修。正常涌水量和最大涌水量时，两趟排水管路，均为一趟工作，一趟备用。
排水管路运行初期水泵昼夜工作时间：正常涌水量时7.79h，最大涌水量时9.74h；排水管路淤积后水泵昼夜工作时间：正常涌水量时9.23h，最大涌水量时11.54h。
3、一采区排水泵房及附属设施
排水泵房按三台水泵两趟排水管路布置。
水泵房配水井安设PXWⅠ-400型配水闸阀，配水闸阀直径DN400。
4、一采区排水泵房配电及控制
一采区水泵房三台水泵电动机660V两回供电电源，引自井下采区变电所。泵房内设QBZ-120/660V矿用隔爆真空电磁起动器，控制水泵起停。
第三节&&压缩空气设备
矿井原有EAS60-75GB型螺杆式空压机两台，电机功率为75KW，额定排气量为12.8&m3/min，经校验不满足压气需求，需新选空压机。
一、设计依据
（一）风动工具
地面无风动工具，仅为井下大巷综掘工作面、顺槽综掘工作面、回采工作面风动工具用风，风动工具使用台数、耗气量见表7-4-1风动工具配置表。
表7-4-1&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&风动工具配备表
风动工具名称
风动工具型号
单台耗风量(m3/min)
大巷综掘工作面
混凝土喷射机
手持式气动锚杆钻机
气动锚杆钻机
MQT120/230
顺槽综掘工作面
手持式气动锚杆钻机
气动锚杆钻机
MQT120/230
回采工作面
ZQS-35/2.0
（二）需氧人数
根据国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局、安监总煤行【号文，在灾害预防时，由地面压风机给井下供风。&
最大班下井人数为82人，紧急救援按最大班入井人数计算。
二、压风设备选型
（一）按风动工具需气量
Q1=α1·α2·γ·∑mi·qi·k&=1.2×1.15×1.0×(1×8×1+4×3×0.96+)=65.1m3/min
α1――管道漏风系数，1.2
α2――由于风动工具的磨损耗气量增加系数，1.15
γ――海拔高度修正系数，1.0
mi――同型号风动工具，同时使用台数
qi――每台风动工具的耗气量，m3/mim
（二）按供氧人数需气量
Q2=α1γn×0.3=1.2×1.0×82×0.3&m3/人=29.52m3/min
α1――管道漏风系数，1.2
n――压风供氧人数
γ――海拔高度修正系数，1.0
（三）空压机出口压力计算
&根据风动工具，压气源需用压力为0.4～0.6MPa，设计取0.6MPa计算：
P=Pp+∑△Pi+0.1=0.6+0.03×2.3+0.1＝0.769MPa
Pp――风动工具需用压力取0.6MPa；
∑△Pi――井下管路总压力损失按0.03&MPa/km计算；
井田管路最远点管长按2300m计算。
根据压缩机所需的供气量和出口压力，设计选用3台SA250A型螺杆式空气压缩机，其中2台工作，1台备用。每台空气压缩机主要技术参数为：
额定排气量&&&&&&&&&&&&&&&&40.5m³/min
排气压力&&&&&&&&&&&&&&&&&&0.85MPa
功率&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&250kW
电压&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&10kV
冷却方式&&&&&&&&&&&&&&&&&&风冷
外形尺寸（长×宽×高）&&&&3400mm×1950mm×1950mm
设备质量&&&&&&&&&&&&&&&&&&5500kg
三、压气管路内径确定
（一）地面→副斜井→井底车场→一采区轨道运输大巷干管管径计算：
按风动工具用风计算（两台空压机工作）：
Q＝65.1m3/min，
&式中：L——地面→副斜井→井底车场→一采区轨道运输大巷主干管选用Φ159×4.5的无缝钢管，干管管路计算长度2300m。
（二）工作面顺槽支管管径计算
顺槽综掘工作面支管风量按顺槽综掘工作面用风工具计算：
Q＝2×3.8×0.99+2×3.0×0.99=13.464m3/min
顺槽综掘工作面支管选用Φ76×4的无缝钢管。
首采工作面支管风量按首采工作面用风工具计算，
Q＝2×6.6×0.99=13.068m3/min
顺槽综掘工作面支管选用Φ76×4的无缝钢管。
（三）校验管路的压力损失
1、干管压力损失计算：
di――该管段的标准管径，m；
Li――考虑局部损失在内的该管段折算长度，Li=1.15Lm；
Qi――通过管段的空气流量，m3/min
2、支管压力损失计算：
di――该管段的标准管径，m；
Li――考虑局部损失在内的该管段折算长度，Li=1.15Lm；
Qi――通过管段的空气流量，m3/min
总压力损失，压风管路系统图见图7-4-1。
根据以上计算，地面→副斜井→井底车场→一采区轨道运输大巷干管选用标准管径为Φ159×4.5的无缝钢管，总长度约2300m。轨道顺槽、胶带顺槽支管选用标准管径为Φ76×4的无缝钢管，总长度约1140m。满足空压机工作供气要求。
压缩空气管路及管件进行防腐处理。地面管路埋地敷设，采用套管焊接连接；井筒管路采用套管焊接连接；井下管路均采用快速管接头连接。在副斜井井口、井底及井下管道的最低部分设置油水分离器。
压风管路布置图见图C。地面压缩空气干管设阀门井，阀门井内装设空气过滤器。正常工作时，压缩空气不经空气过滤器供风，用于灾害防治时压缩空气经空气过滤器供风供井下人员呼吸用风。
四、空气压缩机配电
空气压缩机房配备3台SA250A型螺杆式空气压缩机（2用1备），电机功率250kW&,电压10kV。空压机房设高压配电室，选用KGS1-24D所用变压器柜（变压器选用SC9-50kVA&10/0.4kV干式变压器一台）用于向380/220V低压负荷供电。两回10kV供电电源引自矿井变电所10kV母线不同母线段，一回工作，一回备用。
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