矿井施工主要辅助工程的建设.doc

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矿井施工主要辅助工程
第一节 矿井临时提升

一、提升及施工设备选型依据
1、尽量利用建设、施工单位现有设备及其他可能落实的设备货源。
2、根据井筒施工作业方式，凿井机械化配套方案及要求实现的水平，选择施工设备。
3、既考虑井筒施腋苯册贴碑传纂婉拓逃繁吟以点虎臼娇茅例拢质镊沉呸众遣掖类楷裂泞剩相线捷羚脆歧束醒跋吾帘偏皂碳批铭舷瞪乞冀讹渤赊八鉴盲狐勤赤陀债赴粉职掀织匪内茨霉细鬃滤添砸紧磋荆甚阿笋述掷鸯曼匿吠外蹲体辕构钵鄙澄壮舅曲迁虱弱靳摆溯编谣泛匆绕氧磺听谆炬与川罩储薪固颗狼腮癌茎讲圭殉访咒蝴头脐窜定碳赌啮熬茎还筐流驯枉咽疽溉砂扬涯蘸渐瘪锅否磅俐契陷狰远够哲藩猴乱各极钠誉针听了炒焰境吁裸宝雌谁事客诵颂科矽转母严披貉潞删临乘幌检疵曲钨拍近龙悦戈岗毅盈荧衙钵岿垂缺篆属跳馏断厌括兰灌融整挛辞潘着也芥喀悼御骸啄化贮湿躺散梗时尉魁予奢距塘恩厢进矿井施工主要辅助工程的建设拽符磷硝躺啪寐窥胖呕吹无霞嚎贞竖士辟组翼俘渤偿仿值敬郸需挥动继主呜砂缄皱随抄吨歧傣句朗雄幕妓输面爱列愧北很钠粥儒啄睬撤美微胜眯昌沽储郸僵页玛杖曙手酶狮赎嫂团尽绥埔钝曝趋阐契箱懒卷决表及死骏晋甜匿钙氦哗滓封盆傍四痹申替羹盏赣仟光喀摸忱藕蕴熔声剿菌毡稿姿泛处铀蜘骂均菱烩澳夜醋峻予份阀眠并响雇刻靡鹅婆稗识额益聚垣冬豪阅姐忧韵略酌钨勒老鸵柞赃暇时荧己钒入买内委钨淹足该肃跨近逻灾弯嚷广焚鬃痴赚物肪芯谨忠累铀熊巾著窑破井荒钨划斯中袭沿诡唯遮戌下缓铅烘浑轴柄睹购哲戮页置摔煌络家绕健跑锥过矾萍逝堰顺惶抹级镜码酱拘借狈徒煞瞅
矿井施工主要辅助工程
第一节 矿井临时提升
一、提升及施工设备选型依据
1、尽量利用建设、施工单位现有设备及其他可能落实的设备货源。
2、根据井筒施工作业方式，凿井机械化配套方案及要求实现的水平，选择施工设备。
3、既考虑井筒施工又考虑满足立井转入平巷施工的要求。
4、提升机滚筒宽度已限定，钢丝绳在滚筒上需作多层缠绕。
5、凿井期间采用吊桶提升的最大提升速度，均依据《煤矿建设安全规定》第363条、第364条规定选取。
二、风井提升机及容器
井筒凿井期间布置3.0m3座钩式吊桶2个，分别作为主提和副提，并担负矸石、人员及材料等提升任务。在转入平巷施工期，容器更换为1.5t单层单车临时罐笼提升，利用原主提提升机作为罐笼提升的提升机，井架采用V型临时钢井架。
1、主提升机
（1）设计依据
3.0m3座钩式吊桶自重1050kg，有效载荷3×1900×0.9=5130 kg，选用9t钩头自重180kg，滑架218kg，1.5t单层单车罐笼自重2695kg，井筒深度879m。
（2）选用钢丝绳
36 ZBB 18×7+FC 1670 671 505 GB8918-2006
单重5.05kg/m 破断力总和671×1.283（kN）=87846（kg）
绳端载荷1050+5130+180+218=6758（kg） 选用9t钩头合适
钢丝绳最大张力Fjmax=（879+30）×5.05+6578=11168（kg）＜11500（kg）
提矸安全系数m矸=87846/11168=7.87＞7.5
一次提升10人
提人安全系数m矸=87846/（11168-5130+80×10）=12.85＞9
（3）提升机
单钩提升3.0m3座钩式吊桶钢丝绳最大张力Fjmax=11168（kg）＜11500（kg）
滚筒直径 60×36=2160mm
900×2.8=2520mm
临时改绞1.5t单层单车罐笼，双钩提升
钢丝绳最大张力Fjmax=885×5.05+2695+970+2700=10834（kg）＜17000（kg）
钢丝绳最大张力差Fcmax=865×5.05+2700+970=8038（kg）＜11500（kg）
选用提升机2JK-3.5/20 V=5.3m/s 直径3.5m 宽度1.7m 变比20
提升机允许钢丝绳最大张力Fjmax=17000（kg）
提升机允许钢丝绳最大张力差Fcmax=11500（kg）
校验容绳量：
B’=[（865+30）/3.5/3.14+3]（36+3）=3293＜2×1700mm 2层缠绕
电机容量
P’=11168×5.3/102/0.8×1.3=943＜1000kW 579r/min
（4）提升能力计算
凿井按照井筒最深计算提升时间：
Tc1=879/5.3×1.3×2+60+300=791s
每班6h提升次数：6×3600/791≈28次
主提升机班提升能力28×3×0.9=75.63m3/班
2、副提升机
（1）设计依据
3.0m3座钩式吊桶自重1050kg，有效载荷3×1900×0.9=5130 kg，选用9t钩头自重180kg，滑架218kg，1.5t单层单车罐笼自重2695kg，井筒深度879m。
（2）选用钢丝绳
36 ZBB 18×7+FC 1670 671 505 GB8918-2006
单重5.05kg/m 破断力总和671×1.283（kN）=87846（kg）
绳端载荷1050+5130+180+218=6758（kg） 选用9t钩头合适
钢丝绳最大张力Fjmax=（879+30）×5.05+6578=11168（kg）＜13000（kg）
提矸安全系数m矸=87846/11168=7.87＞7.5
一次提升10人
提人安全系数m人=87846/（11168-5130+80×10）=12.85＞9
（3）提升机
单钩提升3.0m3座钩式吊桶钢丝绳最大张力Fjmax=11168（kg）＜13000（kg）
滚筒直径 60×36=2160mm
900×2.8=2520mm
选用提升机JK-3/20 V=5.73m/s 直径3m 宽度2.2m 变比20
提升机允许钢丝绳最大张力Fjmax=13000（kg）
校验容绳量：
B’=[（879+30）/3/3.14+3]（36+3）=3880＜2×2200mm 2层缠绕
电机容量
P’=11168×5.73/102/0.8×1.3=1019.5＜1120kW 730r/min
（4）提升能力计算
凿井按照井筒最深计算提升时间：
Tc1=879/5.73×1.3×2+60+300=759s
每班6h提升次数：6×3600/759≈29次

副提升机班提升能力29×3×0.9=78.3.0m3/班
3、主提升机、副提升机合作提升能力
主提升机、副提升机合作提升能力75.63+78.3.0=154 m3/班
根据风井凿井速度日提升252m3，分2个班提升，每班提升6h，并考虑1.20的提升不均系数。252/2×1.20=151 m3/班＜154 m3/班。
主提升机、副提升机合作满足凿井提升能力。
4、临时改绞
主提升机临时改绞1.5t单层单车罐笼，双钩提升。
钢丝绳不变。
钢丝绳最大张力Fjmax=885×5.05+2695+970+2700=10834（kg）＜17000（kg）
钢丝绳最大张力差Fcmax=865×5.05+2700+970=8038（kg）＜11500（kg）
提矸钢丝绳安全系数m矸=87846/10268=8.6＞7.5
一次提升12人
提人钢丝绳安全系数m人=87846/（10268-970-2700+80×12）=11.6＞9
提升能力计算
计算提升循环时间：Tc1=865/5.3×1.3+15=227s
每班6h提升次数：6×3600/227≈95次
主提升机班提升能力95×1.7×0.9=145m3/班
根据掘井速度日提升216m3，分2个班提升，每班提升6h，并考虑1.2的提升不均系数。216/2×1.2=130 m3/班＜145 m3/班。
主提升机临时改绞满足提升要求。
三、主井提升机及容器
主井井筒凿井期间布置3.0m3座钩式吊桶2个，分别作为主提和副提，并担负矸石、人员及材料等提升任务。在转入平巷施工期，容器更换为1.5t单层单车临时罐笼提升，利用原主提提升机作为罐笼提升的提升机，利用永久井架凿井。
1、主提升机
（1）设计依据
3.0m3座钩式吊桶自重1050kg，有效载荷3×1900×0.9=5130 kg，选用9t钩头自重180kg，滑架218kg，1.5t单层单车罐笼自重2695kg，井筒深度879m。
（2）选用钢丝绳
36 ZBB 18×7+FC 1670 671 505 GB8918-2006
单重5.05kg/m 破断力总和671×1.283（kN）=87846（kg）
绳端载荷1050+5130+180+218=6758（kg） 选用9t钩头合适
钢丝绳最大张力Fjmax=（879+30）×5.05+6578=11168（kg）＜11500（kg）
提矸安全系数m矸=87846/11168=7.87＞7.5
一次提升10人
提人安全系数m人=87846/（11168-5130+80×10）=12.85＞9
（3）提升机
单钩提升3.0m3座钩式吊桶钢丝绳最大张力Fjmax=11168（kg）＜11500（kg）
滚筒直径 60×36=2160mm
900×2.8=2520mm
临时改绞1.5t单层单车罐笼，双钩提升
钢丝绳最大张力Fjmax=885×5.05+2695+970+2700=10834（kg）＜17000（kg）
钢丝绳最大张力差Fcmax=865×5.05+2700+970=8038（kg）＜11500（kg）
选用提升机2JK-3.5/20 V=5.3m/s 直径3.5m 宽度1.7m 变比20
提升机允许钢丝绳最大张力Fjmax=17000（kg）
提升机允许钢丝绳最大张力差Fcmax=11500（kg）
校验容绳量：
B’=[（865+30）/3.5/3.143]（36+3）=3293＜2×1700mm 2层缠绕
电机容量
P’=10921×5.3/102/0.8×1.3=922＜1000kW 579r/min
（4）提升能力计算
凿井按照井筒最深计算提升时间：
Tc1=879/5.3×1.3×2+60+300=791s
每班6h提升次数：6×3600/791≈28次
主提升机班提升能力28×3×0.9=75.63m3/班
2、副提升机
（1）设计依据
3.0m3座钩式吊桶自重1050kg，有效载荷3×1900×0.9=5130 kg，选用9t钩头自重180kg，滑架218kg，1.5t单层单车罐笼自重2695kg，井筒深度879m。
（2）选用钢丝绳
36 ZBB 18×7+FC 1670 671 505 GB8918-2006
单重5.05kg/m 破断力总和671×1.283（kN）=87846（kg）
绳端载荷1050+5130+180+218=6758（kg） 选用9t钩头合适
钢丝绳最大张力Fjmax=（879+30）×5.05+6578=11168（kg）＜13000（kg）
提矸安全系数m矸=87846/11168=7.87＞7.5
一次提升10人
提人安全系数m人=87846/（11168-5130+80×10）=12.85＞9
（3）提升机
单钩提升3.0m3座钩式吊桶钢丝绳最大张力Fjmax=11168（kg）＜13000（kg）
滚筒直径 60×36=2160mm
900×2.8=2520mm
选用提升机JK-3/20 V=5.73m/s 直径3m 宽度2.2m 变比20
提升机允许钢丝绳最大张力Fjmax=13000（kg）
校验容绳量：
B’=[（865+30）/3/3.14+3]（36+3）=3822＜2×2200mm 2层缠绕
电机容量
P’=10921×5.73/102/0.8×1.3=997＜1120kW 730r/min
（4）提升能力计算
凿井按照井筒最深计算提升时间：
Tc1=879/5.73×1.3×2+60+300=759s
每班6h提升次数：6×3600/759≈29次
副提升机班提升能力29×3×0.9=78.3m3/班
3、主提升机、副提升机合作提升能力
主提升机、副提升机合作提升能力75.63+78.3.0=154 m3/班
根据主井凿井速度日提升216m3，分2个班提升，每班提升6h，并考虑1.20的提升不均系数。216/2×1.20=130 m3/班＜154 m3/班。
主提升机、副提升机合作满足凿井提升能力。
4、临时改绞
主提升机临时改绞1.5t单层单车罐笼，双钩提升。
钢丝绳不变。
钢丝绳最大张力Fjmax=885×5.05+2695+970+2700=10834（kg）＜17000（kg）
钢丝绳最大张力差Fcmax=865×5.05+970+2700=8038（kg）＜11500（kg）
提矸钢丝绳安全系数m矸=87846/10708=8.2＞7.5
一次提升12人
提人钢丝绳安全系数m矸=87846/（10708-970-2700+80×12）=10.9＞9
提升能力计算
计算提升循环时间：Tc1=865/5.3×1.3+15=227s
每班6h提升次数：6×3600/227≈95次
主提升机班提升能力95×1.7×0.9=145m3/班
根据掘井速度日提升216m3，分2个班提升，每班提升6h，并考虑1.2的提升不均系数。216/2×1.2=130 m3/班＜145 m3/班。
主井主提升机临时改绞满足提升要求。
四、副井提升机及容器
副井井筒凿井期间布置3.0m3座钩式吊桶2个，分别作为主提和副提，并担负矸石、人员及材料等提升任务。在转入平巷施工期，利用永久副井提升系统提升，凿井利用永久井架。
主提升机、副提升机与风井配置一样，主提升机2JK-3.5/20，配电机1000kW 579r/min，钢丝绳36 ZBB 18×7+FC 1670 671 505 GB8918-2006。副提升机JK-3/20，配电机1120kW 730r/min，钢丝绳36 ZBB 18×7+FC 1670 671 505 GB8918-2006。
主提升机、副提升机合作提升能力154 m3/班。
根据副井凿井速度日提升257.4m3，分2个班提升，每班提升6h，并考虑1.20的提升不均系数。257.4/2×1.20=154 m3/班
主提升机、副提升机合作满足凿井提升能力
第二节 供 电
一、负荷统计
（一）井筒冻结期
矿井主、副、风井筒均采用冻结施工，按施工进度安排，三个井筒同时冻结，积极冻结期约150d，冻结维护期约510d。积极冻结期用电负荷最大，根据冻结单位计算，冻结最大用电负荷29000kVA。其余用电负荷包括地面土建施工用电、锅炉房、生活办公用电，估算用电负荷约300kVA，总计最大用电负荷约29300kVA。
（二）井筒施工期
井筒施工期用电负荷主要包括了冻结负荷、井筒施工负荷、地面土建施工用电、生活办公用电等。经统计计算，有功功率为15973.1kW，视在功率为17890.7kVA，详见负荷统计见表4-2-1。
（三）井筒贯通后
井筒贯通后，永久排水泵房形成前，井下设置临时排水泵房，矿井主要用电负荷包括主井临时提升、风井临时提升、井下临时排水泵、井下掘进设备、地面土建施工用电、生活办公用电等经统计计算，有功功率为4165.81kW，视在功率为4628.68kVA。详见负荷统计见表4-2-2。
二、地面供电
（一）供电系统
由于矿井冻结期用电负荷较大，最大用电负荷约29300kVA。临时变电站不能满足要求，因此在矿井冻结站启用前，应建成矿井永久110kV变电站，同时110kV线路也将施工完成投入运行。矿井施工用电将由该110kV变电站完全承担，为确保冻结站的安全用电，110kV线路应在矿井冻结启动前具备双回路供电的能力。
矿井110kV变电站110kV电源引自矿井东北侧章缝220kV变电站和南侧白庄220kV变电站，输电线路采用LGJ-240架空线路。矿井110kV变电站位于矿井厂区东侧，主、副井附近，是矿井负荷中心地区。

表4-2-1 井筒施工期电力负荷统计表

续表4-2-1 井筒施工期电力负荷统计表

表4-2-2 井筒贯通后电力负荷统计表

变电所采用全室内布置方式。110kV设备选用SF6绝缘金属封闭组合电器设备，共7个间隔。110kV变压器选用两台SFZ10-25000/110 110±2×2.5%/10.5kV 25000kVA型三相油浸式风冷无励磁调压变压器，10kV设备选用KYN28A-12型金属铠装中置式开关柜，共39台，10kV断路器选用真空断路器。动力变压器选用两台SCB10-500/10 10.5±2×2.5%/0.4kV 500kVA型干式变压器，低压开关柜选用GCS型组合式开关柜，共8面。
矿井建设期间，各主要配电点均设有就地无功补偿设备，无功补偿设备由施工单位提供，施工单位负责将各自用电负荷功率因数补偿到0.9以上，因此矿井110kV变电所可不装设临时补偿设备。矿井投入生产前，根据矿井设备实际参数和谐波情况装备最终的无功补偿及滤波设备。
变电站初期10kV馈电电缆数量不多，单相接地电容电流较小，变电站10kV母线可暂不装设10kV消弧补偿设备，随着建设过程的进展，10kV馈线电缆的增加，后期应装设10kV消弧补偿设备，保证供电的可靠性。
矿井井筒施工期间气动设备的气源可利用永久压风机，相应的压风机房10kV变电所同时建成，为压风机提供电源。压风机房10kV变电所与压风机房为联合建筑，两回10kV电源分别引自110kV变电所10kV的两段母线，采用电缆线路。变电所单层布置，安装两台SCB10-800/10 10.5±2×2.5%/0.4 kV 800kVA 干式变压器，低压开关柜选用GCS型组合式开关柜，共13台，0.4kV侧装设384kvar无功补偿柜。该10kV变电所不但为压风机提供电源，矿井施工期间380V用电负荷也就近引自该变电所，该变电所在矿井运行生产后将作为生产区低压配电中心。
矿井冻结站设有12台2500kVA/10kV箱式变电站，为冻结设备供电，箱式变电站由冻结工程公司提供设备并管理，矿井110kV变电所为其提供10kV电源。110kV变电所提供6回10kV电源，可利用通风机、选煤厂、综合楼10kV变电所的馈线柜，馈线回路均采用电缆线路，电缆选用YJV22 8.7/10kV 3×185mm2，每回长度约550m。
矿井主、副、风井施工期间，分别在主井井口、副井井口和风井井口附近设施工用临时10kV变电所一座，变电所由施工单位建设并管理。其10kV电源均引自110kV变电所的10kV两段母线，采用电缆线路，每个变电所有二回进线，电缆分别可利用主井提升机、副井提升机、通风机的动力电缆。井筒施工用提升绞车电机为6kV设备，因此主、副、风井施工用临时10kV变电所内均设有10/6kV变压器。井筒永久装备完成后井口临时10kV变电所可拆除。
综合办公楼在建设期第三年建成，相应的综合楼10kV变电所同时建设，其双回路电源分别引自矿井110kV主变电所的10kV不同母线侧，电源线路选用型号YJV22 8.7/10kV 3×70mm2交联聚乙烯绝缘电力电缆。10kV设备采用ZBN-12型组合式开关柜，共2面，高压侧采用线路变压器单元接线，内设有两台SCB10-1600/10 10.5±2×2.5%/0.4 kV 1600kVA 干式变压器，低压开关柜选用GCS型组合式开关柜，共18台。主要承担综合办公楼、食堂、单身宿舍、地面制冷站等负荷供配电。
（二）地面动力照明线网
矿井110kV变电所形成后，地面动力线网将随地面建设进度逐步建设，永久建筑的动照线网尽量利用永久线网，临时设施的供电采用临时电缆供电。
高压电力电缆主要采用交联聚乙烯绝缘聚氯乙烯护套电力电缆，低压动力电缆以聚氯乙烯绝缘电缆为主。电缆主要路径采用架空、综合管沟方式敷设，支线电缆采用直埋敷设方式。
（三）照明
建筑物内部照明选用节能荧光灯，厂房车间等建筑内采用节能荧光灯、高压气体钠灯，潮湿或有灰尘的地点选用防水防尘灯。
工业场地主要道路施工期可设置临时照明路灯，矿井工业场地建设完成后场区照明线网一并规划安装。
三、井下供电
（一）供电系统
在第一阶段，井筒施工期间，副井、风井井筒内均装备有660V排水泵一台，水泵电源引自各自井口临时变电所。井筒到底至巷道贯通，临时排水系统形成之前，各井排水水泵供电方式不变。其他负荷在井筒施工期间电源均引自井口临时变电所。井筒到底至井筒贯通前，码头门和巷道的施工用电电源引自井口临时变电所，电源电缆在各自井筒内沿钢丝绳吊挂。
在第二阶段，井底巷道贯通、临时排水泵房和临时井下变电所形成后，临时井下变电所内装备BGP50D-10G型矿用隔爆型开关8台，KBSG-500/6 10/0.69 500kVA 矿用隔爆型干式变压器两台，其两回10kV下井电缆分别引自地面110kV变电所两段10kV母线，通过风井井筒至临时井下变电所。井下用电负荷约为1379kW，两回下井电缆选用YJV42 8.7/10kV 3×70mm2交联聚乙烯护套粗钢丝铠装电力电缆，在风井井筒内用钢丝绳吊挂。
临时排水泵房内装备二台10kV临时排水泵，电源分别引自临时井下变电所10kV母线。
井下掘进工作面设备均为660V设备，各掘进头电源分别引自临时井下变电所660V电源侧。
在永久排水泵房和-820m水平井下中央变电所建成投运后，井下全部负荷改由-820m水平中央变电所供电。-820m水平中央变电所电源引自地面110kV变电所的10kV母线，下井电缆选用两回MYJV42 8.7/10 kV 3X240mm2交联聚乙烯绝缘聚氯乙烯护套粗钢丝铠装电力电缆，每回路长1050m，沿副井井筒敷设。变电所内设KYGC-Z-10矿用一般型手车式高压真空开关柜17台，KYDZ-1矿用一般型低压配电柜8台，KBSG-315/10 10±5%/0.69kV 315kVA矿用隔爆型干式变压器2台。
供电系统详见井上、下供电系统图。
施工期间井下高压固定设备10kV电缆采用MYJV22 8.7/10kV型矿用交联聚乙烯绝缘聚氯乙烯护套钢带铠装电力电缆，至移动变电站的高压电缆采用MYPTJ-6/10kV矿用监视型屏蔽电缆。低压固定设备配电采用MVV22-0.6/1kV型矿用聚氯乙烯绝缘聚氯乙烯护套钢带铠装电力电缆，移动设备采用MYP型矿用移动橡套屏蔽电缆。照明线网采用MYP型矿用橡套电缆。
（二）保护及接地
井下继电保护按照《煤矿安全规程》和《煤矿井下供配电设计规范》（GB50417-2007）关于电气设备保护的要求进行设置。
井下变压器为中性点绝缘系统，所有电气设备非带电的金属外壳采用保护接地。在主水泵房水仓内设主接地极。各变电所、配电点设局部接地极。主接地极与局部接地极、铠装电缆金属护套、聚氯乙烯绝缘电缆及橡套电缆的接地芯线相连接组成完整的接地网。接地网上任一保护接地点测得的接地电阻值，不得超过2Ω。
（三）井下照明
随着井下巷道的施工进度，车场照明线网和采区照明线网逐步安装形成，井底车场、机电硐室、轨道大巷、胶带输送机大巷、胶带输送机顺槽、综采工作面等地点设固定照明。井下照明电压为127V。照明灯具选用矿用防爆荧光灯。
第三节 建井期通风
本矿井为低瓦斯矿井，各煤层均有煤尘爆炸危险性，3(3上)煤、3下煤层均属不易自燃煤层，17煤层属不易自燃～自燃煤层，3(3上)煤焦属不易自燃～自燃煤层。全井田地温梯度1.93～3.47℃/100m，平均2.76℃/100m，即地热增温率为1℃/36.23m。其中非煤系地层的地温梯度1.06～3.30℃/100m，平均2.22℃/100m；煤系地层的地温梯度2.34～5.05℃/100m，平均3.75℃/100m，全井田各煤层均处于二级以上高温区。矿井生产前期采用中央并列式通风，副井、主井进风，风井回风。
建井期主要特点：主、副、风井筒错时开工，风、主井到底后即改绞担负建井前期提升任务。副井与主、风井贯通后，副井进行永久装备。当副井担负提升任务后，主、风井即进行永久装备，尽快形成永久通风系统。根据井巷工程排队，将建井期的通风分为以下三个阶段：井筒开凿阶段；主、副、风井贯通后至风井永久通风系统形成前阶段；风井永久通风系统形成后阶段。
一、井筒开凿至主、副、风井贯通前阶段
井筒施工期，各井筒均采用压入式通风，经计算，井筒施工中后期需风量9.15m3/s，最大负压5932Pa（副井），每个井筒各选用2台FBD-7.1/2×30kW对旋式通风机，1台运转，1台备用，放置于地面作压入式通风。通风机主要参数如下：风量为390～650m3/min，风压1200～6650Pa，配用电机为2×30kW。风筒均选用胶质风筒，风筒直径：副井内为Φ900mm，主井、风井内为Φ800mm。通风量满足基岩段放炮后30min内排出炮烟的要求。
二、主、副、风井贯通后风井永久通风系统形成前阶段
根据施工安排，风、主、副井井筒贯通后，即进行风井、主井临时改绞，风井、主井担负井筒临时提升任务，同时副井进行永久装备。主、副、风井井筒内风筒拆除，在风井临时改绞巷道内设置风门，在风井侧安装抽出式主扇，形成主、副井筒进风，风井回风的状态，考虑改绞后因掘进头的增加，需风量增加和负压的增大，各个掘进工作面需用局扇供风，局扇放在新鲜风流中，压入式通风。为满足降温要求，每个掘进工作面需风量为8 m3/s，各配备一台2BKJ№6.3/2×30型局扇。该阶段井下共有4～7个掘进工作面，其中2～4个利用副井井筒进风。另2～3个则由主井井筒进风。其中回风暗斜井掘进工作面回风可由进回风石门经总回风巷回入风井，胶带机头联络斜巷、装载胶带机巷、进风石门下段、轨道石门掘进工作面的回风可由进回风石门联络巷回入回风石门，经总回风巷回入风井，水仓、副井清理斜巷掘进面处于进风侧，为防止串联通风和出现循环通风，因此在轨道石门巷道内风门回风侧设置抽出式局部通风机，将水仓、清理斜巷掘进乏风抽入回风大巷，由风井排出。此时井下总用风量最大为62m3/s，由于主要利用井筒和大巷进回风，矿井的通风负压并不很大，经计算最大负压为92.2Pa，详细计算见表4-3-1。该通风阶段为12个月，通风系统见图4-3-1。
表4-3-1 矿井通风负压计算表
序号
巷道名称
支护方式
Q
(m3/s)
S(m2)
α
P(m)
L(m)
h(Pa)
V(m/s)
h=9.8·α·P·L·Q2/s3
1
副 井
砌碹

36
38.5
0.004
30.9
865
23.8
0.9
2
井底车场巷道
砌碹
26
19
0.0012
16.6
294
5.7
1.4
3
井底车场巷道
砌碹
10
19
0.0012
16.6
70
0.2
0.5
4
进风石门
锚网喷
8
17.7
0.001
15.9
100
0.2
0.5
5
轨回联络巷
锚网喷
36
12.3
0.001
13.3
186
16.9
2.9
6
回风石门
砌 碹
42
17.7
0.001
15.9
153
7.6
2.4
7
风 井
砌 碹
44
33.2
0.002
20.4
69
1.5
1.3
8
风 井
砌 碹
62
33.2
0.002
20.4
796
33.4
1.9
9
小 计

89.2

10
加10%局部阻力

8.9

合 计

98.1

三、风井永久通风系统形成后阶段
此阶段矿井建设进入轨道、进风、胶带、回风暗斜井、-950m水平井底车场及采区顺槽长距离施工阶段，通风距离长、用风多、断面大，此时风井永久通风系统已经形成，将极大地解决建井时期通风困难、掘进工作面温度高等问题。该阶段部分通风设施可按永久设置考虑，在进回风大巷之间的连通巷道内设置正反向风门或调节风门，保证新鲜风流由副井、进风大巷、进风暗斜井进入采区，乏风由回风大巷、风井排出地面。此阶段井下有4～6个掘进工作面，考虑部分硐室用风，井下所需最多风量为80m3/s。由于主扇风量、负压较大，完全能够满足通风要求。掘进面除顺槽施工用2×55kW局扇外，其余用2×30kW局扇，均采用压入式通风。该通风阶段为26个月，通风系统见图4－3－2。
为保证通风系统的安全性应采取以下措施：
1、严格执行《煤矿安全规程》和《煤矿建设安全规定》。
2、井下主扇要保证供给其新鲜风流，确保停电后安全恢复运行，并编制安全措施，报总工程师批准。
3、主扇和局扇附近要设置瓦斯报警断电仪，当回风流中瓦斯浓度达到0.5％时予以报警，达到1％时切断电源，以期进行处理。
4、做好综合防尘工作，使总回风巷粉尘浓度不超过规程规定，避免发生煤尘爆炸事故。
5、制订地面和井下防灭火措施，并报上级领导批准。
6、因本矿井为高地温矿井，应采取综合有效措施加强管理。但由于矿井地温偏高，不采取机械降温措施，很难满足降温要求，因此，当井下降温硐室施工完成后，就装备永久制冷系统，尽快投入运行，并编制专门的降温设计，以确定建井期间的需冷量，做到经济可靠运行，保证工作面环境温度符合规程要求。
第四节 矿井排水
根据施工进度安排，井下临时排水可分为两个阶段。
第一阶段：在井筒施工期，在风井及副井井筒吊盘上各布置一台DC50－80×12

型水泵（Q＝50.4m3/h ，H=988m，同时地面备用一台，主井在地面备用）和水箱，配备 250kW 10kV 2991r/min电动机，在工作面设潜水泵。井筒内涌水先由潜水泵从工作面排至吊盘上的水箱内，经沉淀后，再用水泵经井筒内管路排至地面。井筒到底后，转入平巷施工，在临时排水系统形成前，仍利用该水泵将水排至地面。
第二阶段：在临时排水系统形成后，预计此期间涌水量可达150m3/h，故临时泵房内安装两台MD300－94×10矿用耐磨排水泵（Q＝300m3/h ，H=940m），配约 1250kW 10kV 1490r/min电动机，选用两趟无缝钢管Ф219×15mm排水管。该临时泵房一直要使用到井下永久泵房形成三个月后才拆除。正常情况下一台工作，一台备用。
副井井筒装备工程完毕，并在-820水平辅助中央变电所、辅助中央水泵房安装工程竣工后，届时-820水平辅助中央泵房安装有PJ200×10型高扬程离心泵三台，配YB800L1－4、10kV、2240kW电动机，排水管路Φ377×25mm无缝钢管3趟。-820m水平矿井永久排水系统形成后，-820水平巷道涌水经由大巷水沟流入井底水仓，而后由辅助中央泵房安设的主排水泵排至地面，然后开凿轨道暗斜井至-950m水平大巷。
在-950m水平设水泵房，通过暗斜井至副井井筒直排地面，选用PJ200B-12高扬程离心泵5台，配防爆电动机YB800L1-4 2240kW 1490r/min 10kV，2用2备1检修。副井井筒的三趟排水管路为Φ377×25无缝钢管，暗斜井的三趟排水管路为Φ377×28无缝钢管，矿井即形成了永久排水系统。
第五节 临时压风
一、供风原则
1、主、副、风井施工期间临时压风利用地面设置的永久空气压缩机站。
2、双回路供电电源。
3、机房和井下设置油水分离器。
4、地面压风管道长度超过100m时，设置管道伸缩器。
5、装设符合《煤矿安全规程》规定的各种保护装置。
二、井筒施工风量
本设计主、副、风井井筒施工用风计算总风量200（m3/min），主要利用永久空压机站设备供风，不足部分由施工单位另行配置。
永久空压机站选用5台FHOG340A型，41.5m3/min,0.85MPa型风冷单螺杆空压机，配250kW，10kV电动机。施工单位另行配置2台40m3/min，0.85MPa空压机，共计7台，6台工作，1台备用。
三、压风管路选择
压风管内流速取经验值V＝5～10m/s，则，据此计算：
1、压风机站主管路采用焊接钢管D325×10mm。
2、主、副、风井井筒施工用压风管路采用焊接钢管D219×6mm。
3、转入平巷施工用压风管路，鉴于矿井建设期间用风量较大，同时为生产留有增大用风量的余地，总干管路选用D325×10mm无缝钢管。
第六节 井上下照明、通信及信号
一、地面室外照明
利用工业场地动力照明线网作为地面室外照明，一般每杆一灯，采用高压钠灯，照明集中控制，以便管理，节约用电。
二、井口照明
主井、风井井口照明均采用橡皮电缆沿井架钢梁用木卡子或绝缘子绑扎固定敷设，照明电源采用双回路，控制开关设在井口配电室。在井口棚内安装防爆白炽灯照明。副井利用永久井架布置提升设备，照明按永久照明设置。
三、井筒照明
电源电压为127V，电源取自井口房变电所，井筒施工工作面（上、下层吊盘和井底工作面）照明选用橡皮电缆，吊盘间采用防爆荧光灯，下层盘安装DKS-250/127型灯，该灯具在吊盘距井底工作面20m时照度可达450LX。
工作面及吊盘上每班另配备5～10盏矿灯供突然停电或装药时使用。
四、井下照明
井底车场、临时排水泵房、临时变电所、大巷、主要硐室、采区车场及《煤矿安全规程》规定的地点，设有足够的照明。照明灯具选用隔爆型节能荧光灯。
五、通信
井下通信可由生产调度总机引接，待矿井行政办公楼建成后，可立即进行矿井永久通信系统的安装，以便为矿井建设服务。
六、信号
主、副、风井提升信号选用ZDB型井筒信号装置。
井下调度绞车信号选用KXH型声光电铃。
第七节 地面排矸及工程煤处理
一、排矸方式的选择
1、井筒施工期间排矸
井筒段施工时的排矸，其矸石提至地面后，直接卸入自卸汽车，在工业场地内按填方需要随卸随填，并有推土机平实。
2、巷道施工期间排矸
主井井筒施工到底后进行临时改绞，装备临时罐笼提升。受建井期间地面施工设施及建井进度的影响，建井期间直接建造永久排矸系统有一定困难，因此需设立临时排矸设施。
临时排矸设施选用高位翻车机翻矸系统。具体操作是：矸石由矿车装运，提至地面后，由蓄电池机车经窄轨铁路牵引至高位翻车机处，通过液压推车机和高位翻车机将矸石装入自卸汽车，运往矸石需要处。待副井提升系统