王台鋪礦十五號煤層開拓延深工程初步設計
總說明
王台鋪礦位於山西省晉城市城區北石店鄉，隸屬於山西晉城無煙煤礦業集團有限責任公司，井田麵積33.7032km2，可采煤層為3號、9號、15號煤層。
王台鋪礦於1958年開工，1964年8月投產，礦井設計能力0.6Mt/a; 1965年礦井進行了第一次擴建，設計能力為0.9Mt/a，1975年完成擴建工作;1985年礦井進行了第二次改擴建，設計能力為2.1M萬t/a，1989年10月完成擴建工程，當年達產。
礦井投產至今，主要開采3號、9號煤層。目前，3號煤層已回采結束， 至2007年底，9號煤層可采儲量還剩300萬噸。15號煤層資源儲量為9377.3萬噸。
為實現礦井可持續發展，確保礦區穩定，繼續發揮現有固定資產的投資效益，晉城煤業集團經認真研究，在不增加礦井生產能力的前提下，擬實施王台鋪礦十五號煤層開拓延深工程，開采十五號煤層。
受晉城煤業集團的委托，北京圓之翰煤炭工程設計有限公司編製完成了《王台鋪礦十五號煤層開拓延深工程初步設計》。
一、編製設計的依據
① 王台鋪礦采礦許可證、煤炭生產許可證、安全生產許可證。
② 山西省煤炭地質公司2007年1月編製的《山西晉城無煙煤礦業集團有限責任公司王台鋪礦15號煤層礦井地質報告》及其批複文件。
③ 王台鋪礦提供的現狀資料、自燃傾向性、煤塵爆炸性等檢測資料。
④ 相關的技術規範、01manbetx 等。
二、設計指導思想
充分利用礦井已有的開拓係統和井上下設施，采用暗斜井延深方式，減少幹擾，縮短工期，節約投資，集中生產，合理配采。
三、 設計的主要特點及主要技術經濟指標
(一)井田範圍、麵積、儲量
範圍：西部與鳳凰山礦相連，北到泊村、管莊、巴公鎮以南，東到西元慶以東西泊南村一帶，南部與古書院礦接壤。
麵積：東西寬約3.6km，南北長約9.5km，井田麵積33.7032km2。
15號煤層資源/儲量：資源儲量為9377.3萬噸，工業儲量為8996.2萬噸，設計儲量為4118.3萬噸，設計可采儲量為3214.6萬噸。
(二) 十五號煤設計生產能力、工作製度
礦井15號煤設計生產能力為180萬t/a。
礦井工作製度：設計為年工作日330d，四六製作業，三班生產，一班檢修，日淨提升時間16h。
(三)開拓延深方式
結合現有的井巷工程及生產係統，開拓延深方式采用從現有+695水平布置暗斜井延深方式，在風井場地新增加一輔助回風立井。
十五號煤開拓延深係統按二個盤區二個工作麵，達到1.80Mt/a設計生產能力進行設計，一次設計，分期實施。全井田劃分為四個盤區。初期投產時，首采盤區為二盤區，盤區生產能力為0.9Mt/a。
(四)、巷道布置及主要生產係統
十五號煤層盤區巷道按三巷布置，分別為：膠帶進風巷、軌道進風巷、專用回風巷，三條巷道均沿十五號煤層頂板布置;每個盤區內均布置獨立的生產係統，並與+695水平既有生產係統溝通。
(五)、采掘工藝
十五號煤采煤方法選用長壁工作麵一次全采高綜采工藝，掘進采用綜掘工藝，每個盤區按一個回采麵，二個綜掘麵布置。
(六)、運輸
主運輸係統：盤區內為膠帶輸送機搭接，經上倉膠帶斜巷，並入695水平煤倉，再由主斜井膠帶輸送機運至地麵生產係統。
材料運輸係統： 695水平車場，由蓄電池機車牽引礦車運輸材料，盤區內輔助運輸方式前期為小絞車運輸，後期為無級繩連續牽引車運輸。
人員運輸係統：沿十五號煤層布置專用行人巷，並與盤區膠帶巷連通，前期人員步行，後期沿專用行人巷、盤區膠帶巷一側布置運人猴車。
(七)、通風
礦井采用抽出式通風，礦井生產前期通風方式為中央並列式通風，在現有風井場地新增一輔助回風立井，與原有的一號回風立井並列運行。礦井生產後期，在井田南、北翼分別設立一回風井兼安全出口。
(八)、排水
礦井設兩個排水水平，即695中央水倉和620中央水倉。盤區設盤區水倉。礦井達到產時，二盤區水倉的水通過管路泵送至620中央水倉，經行人斜井排至地麵;一盤區的水通過管路泵送至695中央水倉，經副斜井排至地麵。
(九)、供電、通訊、監控
十五號煤層供電由695水平中央變電所擔負。
十五號煤層通信和監測監控由695水平供給。
四、主要技術經濟指標
1、15號煤設計能力：180萬t/a
2、15號煤可采儲量：3214.61萬噸
3、15號煤服務年限：16.6年
4、井巷工程量：22204.6m/259506.4m3
5、概算總投資：26925.16萬元，噸煤投資為149.58元/噸。
6、建設工期：17月
五、存在問題與建議
1、井田內有多個地方小煤礦，生產中一定要加強采空區、瓦斯、湧水等地質調查工作，留設足夠的保安煤柱，並堅持“預測預報、有疑必探、先探後掘，先治後采”的原則，防患於未然。
2、15號煤層頂板為平均厚度9m左右的石灰岩，堅硬致密，難以垮落，在開采過程中，容易出現采空區懸頂不落，對支架受力極為不利，建議加強堅硬頂板下安全開采技術的研究，及時切斷采空區頂板，保證長壁綜采工作麵回采安全。
3、根據煤樣鑒定結果，15號煤層為Ⅰ級、容易自燃煤層，本次按容易自燃煤層設計。建議對15號煤層自然發火期進行統計與研究，製定一整套綜合預防煤層自燃措施。
4、本井田中西部部分15號煤硫分超過3%，建議開采時，甩掉煤層底部的硫化鐵夾層，確保原煤硫分降至國家規定範圍之內。
第一章 井田概況及地質特征
第一節 井田概況
一、地理概況
1、井田位置、範圍、交通
王台鋪礦位於山西省晉城市北東10km處，行政區劃屬晉城市城區北石店鎮和巴公鎮管轄，地理坐標為東經112°51′44″-112°55′20″，北緯35°31′53″-35°37′13″，2001年7月23日，國土資源部為該礦簽發了采礦許可證，采礦許可證號為1000000140099，井田邊界由43個拐點構成。井田南北長8350-13600m，東西寬1950-5150m，麵積33.7032km2。井田西部與鳳凰山煤礦相鄰，南部與古書院礦接壤。
本井田交通十分便利，東部有太原-焦作鐵路經過，是連接同蒲、石太、京廣諸線的大動脈。公路四通八達，207國道縱貫井田中部，晉城至高平、陵川的省級公路從本區南東部經過，本礦的運煤專線與太焦鐵路相接，另外，與207國道平行的晉城-長治高速公路及晉城-陽城、晉城-焦作的高速公路均已通車，交通運輸極為便利。
礦井交通位置見圖1—1—1。
2、地形地勢
井田內為起伏不平的低山丘陵地形，大部地區被黃土覆蓋，中西部出露基岩較多。地形切割劇烈，衝溝發育。地勢西北高南東低，最高點在井田的西部，標高941.2m，最低點為井田南部的河床，標高748.4m，相對高差192.8m。
3、河流及水體
井田內地表河流主要有2條，北部有巴公河，南部有劉家川河，由西向東橫穿井田，均為季節性河流，屬丹河水係，丹河由北而南從井田東界外流過，向南彙入黃河。井田內其它衝溝則基本幹涸無水，僅雨季時才有短暫洪水排泄。
4、氣象與地震
本區氣候為暖溫帶大陸性季風型，四季分明。年最小降雨量265.7mm，最高降雨量1010.4mm，平均612.2mm，雨水多集中在7-9月;年均蒸發量為1783mm，最小1480.5mm，最大2428.3mm，蒸發量是降水量的2-3倍。氣溫一般較高，月最高溫度達38.6℃,最低氣溫-22.8℃,平均氣溫11℃;月均最低氣溫在一月，為-4.5℃,最高氣溫在七月,為23.4℃。冰凍期為11月至次年3月，凍土深度一般在0.3m左右，最大可達0.43m。全年無霜期在180天，早霜期一般於10月中旬，終霜期於4月中旬。本區風力不大，一般3-4級，最大6級，春、冬季多西北風，夏秋季多東南、南風。
根據國家《建築抗震設計規範》(GB50011-2001)，晉城市為6度地震烈度區。
二、礦區總體規劃及礦井開發現狀
礦井始建於1958年, 1964年8月投產，礦井設計能力60萬t/a。1965年進行了第一次擴建, 將礦井設計能力提升到90萬t/a，1975年完成擴建工作。1985年礦井進行了第二次改擴建，又將礦井設計能力增加至210萬t/a，1989年10月完成擴建工程，當年達產，同時新建了處理能力為210萬t/a的洗煤車間與礦井配套。
礦井開拓方式為斜井多水平盤區開拓，井底車場折返式。礦井先期開采3、9號煤層，3號煤層，被劃分為8個盤區，2002年綜采結束，邊角煤柱回收於2005年底結束; 9號煤層劃分為5個盤區，目前僅剩餘五盤區尚布置有正規回采工作麵，剩餘可采儲量300萬t。
第二節 地質特征
一、地質構造及煤層
(一)地質構造
受區域構造影響，本井田地質構造以寬緩褶曲為主，伴生一些落差不大的小型斷層和少量陷落柱。現分別簡要敘述如下：
1、褶曲
根據地表基岩露頭觀測和鑽孔、井下巷道揭露資料，井田內共發育較大褶曲12條，褶曲軸向主要為北東東向，其次為北西向和近東西向。有些褶曲還發生弧型彎轉，軸長一般1500-2500m，最長者4600m,兩翼傾角2-8°。
2、斷層
本井田地表未發現斷層構造，但在井下采掘過程中發現了一些小型斷裂構造，其中3、9號煤巷道發現小斷層32條，落差最大9m，最小0.5m，一般在1.0m左右，走向延伸長度多在200m左右，為層間斷裂構造，傾角多在40°左右，走向NE向者居多。
從已揭露的斷層看，對采區的劃分沒有太大的影響，破壞煤層的力度也較弱。但對機械化綜采工作麵布置有一定影響。
3、陷落柱
礦井在井下3、9號煤層開采時發現2個陷落柱，均位於井田中部。水平斷麵多呈橢圓形或近圓形，一般長軸為50-60m，短軸20-30m。據3、9號煤層開采揭露情況，遇到陷落柱未出現明顯導水湧水現象，對礦井生產未造成大的影響。
綜上所述，本井田雖然褶曲較發育，但均為平緩褶曲，揭露斷層均為小斷層，綜合03manbetx ，井田構造複雜程度應屬簡單類。
㈡、地層
王台鋪井田位於沁水煤田東南部、晉城礦區東部，井田內廣為第四係黃土覆蓋，基岩主要分布於中西部的山梁及部分溝穀地段，大部分為下石盒子組及上石盒子組中、下部地層。現結合區域資料與鑽探資料，由老至新分述如下：
1.奧陶係中統(O2)
⑴ 下馬家溝組(O2x)
以中厚層狀石灰岩為主，下部夾泥質灰岩和含石膏的泥質角礫狀灰岩，中下部岩溶發育，呈蜂窩狀小溶洞相互連通，一般可見岩溶比較發育的層段1-3層，溶洞內可見黃褐色沉澱物。最高的岩溶層距奧灰頂界264.27-377.00m，岩溶層段總厚8.70-64.59m，平均31.69m。
⑵ 上馬家溝組(O2s)
以淺灰-深灰色致密性脆的厚層狀石灰岩為主，次為泥質灰岩，具方解石細脈。本組厚177.04-254.13m，平均207.96m。
⑶.峰峰組(O2f)
以深灰色堅硬致密的厚層狀石灰岩及角礫狀灰岩為主，夾有薄層泥灰岩。本組厚42.79-86.13m，平均68.38m。
2、石炭係(C)
⑴ 中統本溪組(C2b)
以灰白色鋁土質泥岩和深灰色泥岩，為一套以泥質岩為主的瀉湖海灣相沉積。底部為山西式鐵礦。本組厚1.64-26.15m，平均8.62m。與下伏峰峰組呈平行不整合接觸。
⑵ 上統太原組(C3t)
為井田主要含煤地層之一，由深灰色-灰黑色泥岩、砂質泥岩、砂岩、石灰岩、煤層組成，屬三角洲和碳酸鹽岩台地沉積。含煤10層，一般6-8層，可采2層(9號、15號)。含石灰岩5-8層，一般5層。本組厚68.78-91.15m，平均80.95m。底部以K1砂岩與本溪組呈整合接觸。井田內K1砂岩極不穩定，大部相變為深灰色泥岩。
3、二疊係(P)
⑴ 下統山西組(P1s)
為井田主要含煤地層之一。由灰白色-深灰色砂岩、灰黑色泥岩、砂質泥岩、煤層組成，屬三角洲平原和瀉湖、湖沼沉積。含煤4層，其中3號煤層為主要可采煤層。本組厚46.94-77.34m平均54.59m。底部以k7砂岩與太原組呈整合接觸。
⑵ 下統下石盒子組(P1x)
由灰色、灰綠色砂岩、砂質泥岩、泥岩組成，局部夾1-2層煤線及鐵錳質結核。屬淡水的淺湖-濱湖相沉積。頂部含鋁質泥岩，富含鮞粒，俗稱“桃花泥岩”，層位穩定，分布廣泛，是良好的標誌層。底部為灰、深灰色細-中粒長石石英砂岩(K8)。本組厚68.22-97.53m，一般78.12m。與下伏山西組呈整合接觸。
⑶ 上統上石盒子組(P2s)
本組屬陸相河流和湖泊沉積。據岩性組合可分為三段，井田內僅殘存本組一、二段：
一段(P2s1)：井田中部斷續分布。由黃綠、灰綠、紫紅色細粒砂岩、砂質泥岩、泥岩組成。底部為中-粗粒長石石英雜砂岩(K10)，泥質膠結，具交錯層理。與下伏下石盒子組呈整合接觸。本段厚72.10-90.01m，一般85.78左右。
二段(P2s2)：井田中西部有少量出露。由杏黃色、灰綠色砂岩、砂質泥岩、泥岩組成，夾數層中厚層狀粗粒長石石英雜砂岩。中部夾厚0-0.50m的錳鐵礦層。井田內本段上部多被剝蝕，殘留厚度約80.00m左右。
4、第三係上新統(N2)
由紅色粘土和亞粘土組成。土質細膩，塑性好。含錳鐵質結核。厚0-40m。與下伏地層呈角度不整合接觸。
5、第四係(Q)
⑴ 中更新統(Q2)
由紅色亞粘土、砂礫層組成，砂礫層呈半膠結或不膠結，分選不良，磨圓度差。厚0-25m。與下伏地層呈角度不整合接觸。
⑵ 上更新統(Q3)
由黃色、灰白色、灰黑色亞粘土、亞砂土及砂土組成，垂直節理，含多量腐植質及鈣質結核。厚0-15m。與下伏地層呈角度不整合接觸。
⑶ 全新統(Q4)
分布於較大溝穀之中。由砂土、礫石組成，分選不好。厚0-10m。與下伏地層呈角度不整合接觸。
(三)煤層
本井田含煤係為上石炭統太原組和下二疊係山西組，主要可采煤層為3號、9號、15號煤三層。
表1-3-1 可采煤層情況一覽表
井田範圍3號煤層已采空，9號煤層亦進行開采了大部分。本設計主要對象為下組15號煤層，現將15號煤層賦存情況敘述如下：
15號煤層：位於太原組底部，直伏於K2石灰岩之下，上距9號煤層28.00m左右。煤層厚度0.85-5.27m,平均2.51m。煤層厚度在大部地段變化不大，一般多在2.00-3.00m之間變化。該煤層結構中等，一般含夾矸1-3層，夾矸岩性多為泥岩、炭質泥岩，夾矸厚度大都在0.10-0.50m左右。井田高硫區(硫份大於3%)煤層下部，普遍存在一層硫化鐵礦夾層，厚度為0.25-0.35m左右。
15號煤層直接頂板為K2石灰岩，厚度8.41-10.26m，層位穩定。煤層底板為灰-深灰色泥岩、鋁質泥岩，局部有黑色炭質泥岩偽底。
二、水文地質
(一)主要含水層
1、第四係孔隙含水層
為孔隙潛水和滯水。由衝積、洪積層、砂礫、黃土組成。以底部砂礫為主，厚2-5m，水量較豐富，水位淺，是當地居民主要生活用水水源，單位湧水量為0.073-1.050 L /s.m,滲透係數0.645-2.41 m3/d。
2、基岩風化裂隙含水層
基岩風化殼主要發育於二疊係地層裸露區和淺埋地帶，風化殼深度30-50m，風化裂隙隨埋藏深度增加而減弱，一般地形較高處比較低處發育，其富水性與地表彙水麵積和風化殼底部隔水層隔水能力有關，富水程度不等。據王台鋪礦206號孔和鳳凰山礦215、253號孔抽水試驗，單位湧水量為0.0104-0.90L/s.m，滲透係數為0.06-1.94m3/d。局部富水性較好。
3、下石盒子組砂岩裂隙含水層
本組含水層一般有4-5層灰白色砂岩，以底部(K8)砂岩含水為主，其富水性弱。含水層被溝穀切割，出露位置常形成下降泉，但湧水量小，且流不遠即因滲漏而消失。根據450號孔和朝天宮水井抽水資料：單位湧水量為0.0059-0.086L/s.m，滲透係數0.465m3/d。
4、下二疊統山西組含水層(P1s)
本組含水層主要以3號煤層老頂砂岩為主，厚6.03-26.78m，一般厚10.35m，節理裂隙發育，岩性穩定，屬裂隙-孔隙潛水。經鑽孔抽水試驗及回采中測定，單位湧水量為0.0066-0.059L/s.m，滲透係數為0.014-0.342m3/d，富水性弱。
5、上石炭統太原組灰岩岩溶裂隙含水層
本組主要由兩個含水層，即K2、K5灰岩層。
K2灰岩含水層：位於太原組底部，15號煤層的直接頂板，厚度8.41-10.26m，一般9.32m。該含水層在井田內富水性弱，隻有在9號煤層露頭以外含水性強。經146號孔和206號孔抽水試驗，單位湧水量0.00049-0.0027L/s.m，滲透係數0.00017-0.0043m3/d，該含水層與其它含水層沒有水力聯係。
K5灰岩含水層，位於太原組中部，厚度2.97-4.39m，一般3.85m。從已施工的鑽孔、井巷工程綜合03manbetx ，在3號煤層覆蓋區，K5灰岩裂隙溶洞不發育，含水性弱。在王台鋪井田內3號煤層隱伏風氧化帶東南部，蓋層厚度小於50m，且第四係覆蓋層厚度大於20m的區域範圍為K5灰岩層富水區，麵積約4.5km2。該含水層與其它含水層沒有水力聯係。
6、中奧陶統馬家溝組石灰岩岩溶裂隙含水層
為煤係地層基底,其岩性主要為石灰岩、泥質灰岩、角礫灰岩。據鑽孔和水源井揭露,全統厚度為400-500m。主要含水層在下馬家溝組,一般發育有2-4層岩溶層,厚30-50m。埋藏深度一般在430-500m,在本區普遍分布,厚度變化不大。含水段裂隙岩溶特別發育,富水性強,屬岩溶承壓水。
根據井田內15號煤層最低底板標高西界處王補53號孔15號煤層底板標高593.80m與奧灰水位標高對比03manbetx ，井田內15號煤層底板標高均高於奧灰水位標高，奧灰水對今後開采15號煤層沒有威脅。
(二)主要隔水層
1、本溪組-15號煤層底板泥質岩隔水層
本溪組至15號煤底平均厚度11.72m，主要由泥岩、鋁質泥岩組成，岩性致密，細膩，不透水，為阻斷奧灰水與含煤地層水力聯係的重要隔水層。
2、石炭二疊係泥質岩層間隔水層
在石炭、二疊係各灰岩、砂岩含水層之間均分布有厚度不等的泥岩、砂質泥岩，岩性致密，不透水，可起到良好的層間隔水作用。但位於淺部地帶時，因受風化作用影響，其隔水性能將受到破壞甚至消失。
3、第三係紅色粘土隔水層
第三係上新統紅色粘土、亞粘土厚度0-25m，土質細膩致密，不透水，呈隔斷地表水和淺層潛水與大部基岩含水層的良好隔水層。
(三)充水因素03manbetx
1、地表水下滲
井田地表河流有二條，即北部巴公河和南部劉家川河，均屬季節性河流，水量微小，有時甚至幹涸。由於沒有河流觀測資料，不好定量評述。就一般情況而言，由於15號煤層埋藏較深，地表河水不會對15號煤層開采形成大的威脅。但在洪水季節應注意防洪，經常觀測地表裂縫，及時填堵，防止地表水入滲而致井下湧水量增大。
2、上部3、9號煤層采空區積水的滲透
井田內3號煤層已全部采空，9號煤層亦部分采空，據鳳礦提供資料，3、9號煤層采空區均有不同程度積水。
3號煤層下距9號煤層約64m左右，9號煤層下距15號煤層29m左右，一般情況不會發生水力聯係。但當下部煤層開采形成大片采空區後，隨著頂板的垮落，將出現大量塌陷裂隙。若其塌落高度或塌陷裂隙、裂縫達到3、9號煤層采空區積水底板時，就會有積水沿塌陷裂隙等下滲，加大15號煤層的湧水量。將來在開采15號煤層時，應對上部9號煤層采空區積水先進行排放，以保證礦井安全生產。
3、頂板石灰岩(K2石灰岩)含水層滲透
太原組K2石灰岩是井田內主要含水層之一，其含水大小隨地而異，不均一。富水性在井田中西部較弱，僅東部局部稍強，正常情況下，對15號煤層開采影響不大。
4、奧灰岩溶水突水的可能性
現井田奧灰水位標高約580-592m，而井田內15號煤層底板標高為593.80-726.76m，標高最低處為西部邊界處王補53號孔附近，按照奧灰等水線推測，該處奧灰水位標高約587m左右，低於15號煤層底板標高6.80m，也就是說，井田15號煤層位於奧灰水位6.80-140m以上，應該說，本井田不存在奧灰突水的可能性。
5、老窯采空區、相鄰礦井3、9號煤層采空區積水對本礦的影響：
(1)在井田內的朝天宮村、西王台村、東王台村、徐家嶺村、窯頭村、孫村、洪村、西元慶村、東泊南村、泊村、巴公南窯坡、崔溝村等有大麵積古窯破壞區，多數集中在隱覆的3號煤層風氧化帶附近，僅東、西泊南至橋溝、崔溝村一帶向井田中部延伸較遠，一般從煤層風氧化帶沿傾向延伸200-500m。其開采深度最深80m，最淺21m，一般在50m左右。古窯區內均充滿水，積水量一般在1-3萬m3。最大積水量的古窯區是橋溝古窯區，1980年探放水達21.6萬m3。這些上部采空區積水對本礦3、9號煤層帶來較大影響，同時也對本礦將來開采15號煤層存在間接影響。如可能增大本礦9號煤層采空區積水量，間接成為15號煤層礦井充水水源。
(2)井田內及周邊開采15號煤層礦井采空區積水對本礦的影響
本區小煤礦分布較多，其中開采15號煤層的小煤礦共有14個(井田內6個，井田鄰近8個)，經多年開采，均分布不同麵積的采空區，並存有一定積水，其積水情況一時尚難查清。這將對本礦開采15號煤層帶來一定影響。應進一步進行詳查調查，以便采取相應防範措施。
(四)水文地質類型
根據井田水文地質條件和上述礦井充水因素綜合分析，井田開采15號煤層礦井水文地質類型應屬簡單。
(五)礦井湧水量預測
15號煤層礦井湧水量與上部3、9號煤層采空區積水量和上覆含水層湧水量有關。
據鑽孔資料，K2-K4灰岩間含水層厚度M=33.90m,采用“大井法”估算上覆含水層湧水量為9375m3/d。
3、9號煤層采空區積水處於動態變化過程，隨著9號煤層開采過程中不斷排放，其采空區積水量逐漸減少。
根據王台鋪礦實測統計數據，礦井生產能力為2.1Mt/a，近5年最大湧水量為17064 m3/d。
綜合以上分析，當礦井生產能力為1.8Mt/a時，預計15號煤最大湧水量為18000m3/d(750m3/h)，正常湧水量為9600m3/d(400m3/h)。每個盤區最大湧水量為9000m3/d(375m3/h)，正常湧水量為4800m3/d(200m3/h)。
三、其他開采技術條件
1、煤層頂底板情況
15號煤層直接頂為K2石灰岩，厚度7.42-10.99m，平均9.32m，致密堅硬，節理裂隙較發育，在井田內該層特別穩定，單向抗壓強度平均47.0Mpa左右;單向抗拉強度平均4Mpa左右;抗剪強度平均3.70Mpa。屬堅硬類不易冒落頂板。
底板為泥岩或鋁土質泥岩，厚0-3.42m，平均1.62m，其下部為本溪組的鋁土泥岩，屬軟弱型。單向抗壓強度為11.4Mpa，單向抗拉強度為0.76Mpa，抗剪強度2.49Mpa,膨脹率為0.63%。
2、瓦斯、煤塵、煤的自燃傾向性、地溫、地壓
河南理工大學煤礦安全工程技術研究中心於2007年11月對相鄰鳳凰山礦15號煤層的瓦斯含量進行了測定，本次設計參考鳳凰山礦15號煤層的瓦斯含量數據，根據《礦井瓦斯湧出量預測方法》(AQ1018—2006)采用分源預測法進行計算，礦井生產能力達到1.80 Mt/a時，相對瓦斯湧出量為6.13 m3/ t·d，絕對瓦斯湧出量為23.22 m3/min。故15號煤層進行開采時，屬於低瓦斯礦井。
2007年9月，煤炭科學研究總院重慶分院對王台鋪礦15號煤層進行了煤塵爆炸性試驗，結果為火焰長度為0mm，抑製煤塵爆炸最低岩粉用量為0，鑒定結論為15號煤層無爆炸危險性。
同時，礦方還進行了煤自燃傾向性試驗，自燃傾向性等級為Ⅰ級，屬容易自燃煤。
王台鋪井下溫度冬季在12℃左右，夏季在16℃左右。15號煤采深最大為287.85m，一般在130-240m左右，按地溫梯度每百米增高3℃，考慮最高不超過20℃，對井下生產影響不大。
井田內15號煤層最大埋深小於300m，根據3、9號煤層開采情況，地壓對15號煤層開采不會帶來大的影響。
四、煤類、煤質與煤的用途
1、煤類及其分布規律
根據中國煤炭分類國家標準(GB5751-86)劃分，以浮煤揮發分(Vdaf)和氫含量(Hdaf)為分類指標，井田15號煤層煤類為無煙煤二號。
2、煤質分析
(1)水分(Mad)原煤 0.37-6.78%, 平均2.71%，浮煤 0.28-5.44%，平均1.61%。
(2)灰分(Ad) 原煤 6.12-30.85%，平均19.09%， 浮煤 4.35-7.95%，平均5.97%。
(3)揮發分(Vdaf)原煤5.11-13.63%，平均 7.29%， 浮煤3.94-6.75%，平均4.64%。
(4)全硫(St.d)原煤0.27-6.36%，平均2.65%， 浮煤0.30-2.52%，平均0.96%。
原煤全硫的變化趨勢為中部高南北兩側低，硫分最高點為中西部王補53號孔，原煤全硫高達6.36%。硫分最低點為北部王補32號孔處，原煤全硫為0.27%。硫分主要以硫化鐵為主，約占82%，井田高硫區(硫分大於3%)約占井田麵積的20%左右，主要分布於井田中西部。
高硫區煤層中的硫分主要集中在煤層底部一層平均厚度0.3m左右的硫化鐵夾層。約占煤層總硫分的70%。
3、煤的工業用途
井田15號煤層為特低灰-高灰、特低硫-高硫、特低磷-低磷，中-高熱值的無煙煤，經洗選後，灰分有大幅度降低，可降至7.95%以下，硫分亦有明顯降低，浮煤平均硫分可至0.96%左右。
因此，15號煤層經過洗選降低灰分和硫分後，可用作動力用煤或高爐噴吹用煤及工業合成氨用煤。
五、其它有益礦產
區內其它有益礦產主要有錳鐵礦、山西式鐵礦、黃鐵礦、耐火粘土。局部有相當的工業開采價值。
六、勘探程度
王台鋪礦自建礦以來，進行了多次勘探工作，在王台鋪井田及鄰近先後共施工鑽孔266個，其中終孔層位在15號煤層以下的鑽孔117個。鑽探質量較高，成果可供利用和參考。
根據上述資料，原晉城礦務局地質測量處，於1990年編製了生產礦井地質報告，收集整理了曆年鑽孔資料，並彙總成冊，編繪了煤層底板等高線及儲量計算圖，礦井地形地質圖、水文地質圖、礦井充水性圖等，形成了一套完整的地質資料。該報告以晉統煤生字[1991]第67號文批準，審批機關為山西省煤炭工業管理局。
2003年10月，山西地寶能源有限公司編製了《山西晉城無煙煤礦業集團有限責任公司王台鋪礦生產礦井地質報告》。
2007年1月，山西省煤炭地質公司根據以往的地質勘查成果，編製完成了《山西晉城無煙煤礦業集團有限責任公司王台鋪礦15號煤層礦井地質報告》。
15號煤層範圍內大的地質構造基本查清，該處煤層底板等高線控製嚴密，對煤質、煤層特征及開采條件均基本查明，水文地質也已搞清。山西省煤炭地質技術委員會評審中心，以晉煤地技評字[2007]1801號文，下達了評審意見書。山西省煤炭工業局以晉煤行發[2008]83號文下達了《礦井地質報告》評審意見書的批複，《山西晉城無煙煤礦業集團有限責任公司王台鋪礦15號煤層礦井地質報告》可以作為王台鋪礦15號煤開拓延深設計的地質依據。
第二章 礦井開拓及現有生產係統概況
第一節 礦井開拓方式概況
一、開拓方式及井筒
礦井自1958年建礦以來，共進行了兩次擴建，生產能力也由原0.6Mt/a提升至2.1Mt/a。1985年在第二次擴建改造中，開拓方式為斜井盤區開拓。井田劃分為二個開采水平，即第一水平(+695)主要開采3號煤層，第二水平(+620)開采9、15號煤層，695水平通過材料暗斜井與620水平溝通。井下主要和輔助運輸均采用電機車運輸。
隨著新技術、新工藝、新裝備水平的提高，井下主要運輸逐漸由電機車運輸發展為膠帶輸送機運輸。相應的開拓布置也隨之發生了變化。礦井由原設計二個水平開采，簡化為一個水平(+695水平)通過暗斜井開采3號、9號煤層。原+620水平，主要擔負9號煤的排水任務。
王台鋪礦井現有5個井筒(四進一回)，其中，主斜井內裝備膠帶輸送機，擔負礦井的主提升兼進風井;副斜井內設有單軌道，采用串車提升，擔負礦井的輔助提升兼進風井;行人斜井內裝備有猴車，擔負人員上下兼進風井;排矸井主要擔負北翼進風任務兼安全出口;回風立井主要擔負全井田回風任務。
上述各井筒主要技術特征見表2-1-1。
二、井底車場及主要硐室
1、+695水平
車場形式為折返式，服務3號煤、9號煤材料運輸。在+695水平建有井下主變電所、695水倉及主水泵房、井底主副煤倉、井下調度站、保健站、消防材料庫等。主要硐室技術特征如下：
井底煤倉：主副煤倉為料石砌镟支護，容量分別為1600噸、900噸，3號煤通過電機車運到主煤倉卸載，9號煤用膠帶輸送機直接運往副煤倉。煤倉下口通過給煤機運至主斜井膠帶輸送機。
695水倉：料石砌镟，主倉容量為1200m3，副倉容量為700m3，
井底火藥庫：礦井現使用一個火藥庫，布置在井底車場向北1000米處，服務於礦井使用，火藥庫硐室采用半圓拱形斷麵錨網噴支護，總容積1100 m3。
2、+620水平
主斜井、與行人斜井直達620水平，在+620水平建有井下變電所、620水倉及主水泵房等硐室，現主要擔負9號煤排水任務。
620水倉：料石砌镟，總容量為3800m3，其中主倉容量為2600m3，副倉容量為1200m3。
三、盤區開采及接替情況
1、3號煤層
3號煤於2004結束開采並已封閉。
2、9號煤層
9號煤共劃分為五個盤區，一盤區已結束開采並封閉，四盤區為薄煤區，暫不能開采;二盤區、三盤區正規采麵回采已結束，剩餘邊角煤和煤柱回收;五盤區為現生產盤區。
9號煤開拓巷道布置，見圖2—1—1《9號煤采掘工程平麵圖》。
第二節 提升、運輸、通風、排水、供電
一、 提 升
1、原煤提升
王台鋪礦主斜井提升采用由上海運輸機廠製造的帶式輸送機，該機於1988年5月安裝投運。帶式輸送機共四套驅動裝置，其中三套工作，一套備用。電控係統是由無錫礦山電氣廠生產的JLP—2型繼電器盤控製，並設有過流、過壓、失壓、堆煤、超速、低速、跑偏、煙霧等保護，各種保護裝置符合《煤炭01manbetx 01manbetx 》的要求。
主提升膠帶輸送機主要技術參數如下：
機長620m，傾角16°，膠帶寬度1200mm，帶速2.5m/s，設計運輸能力600t/h，驅動電機4×310kW。
2、輔助材料設備提升
副斜井采用1台2JK2×1A/30型雙筒纏繞式提升機，由洛陽礦山機器廠製造，於1979年7月安裝投用，擔負礦井材料、設備、矸石提升任務，為斜井串車提升係統。副斜井提升機技術參數如下：
絞車型號：2JK2×1A/30;滾筒直徑：2000mm;滾筒寬度：1000mm;
最大靜張力：60kN;最大靜張力差：40kN;速度：3.38m/s;
容繩量：760m;電機功率：130kW;鋼絲繩直徑：24mm;
3、人員提升：
人員上下井提升由行人斜井的架空乘人裝置擔負，架空乘人裝置參數如下：
型號：SR-20D;牽引力：20kN;牽引速度：1.0m/s
電機功率：37kW;運輸能力：450人/h;鋼絲繩：φ23.5mm;
二、 運 輸
1、主運輸
9號煤煤炭運輸全部采用膠帶輸送機運輸。盤區大巷膠帶輸送機主要技術參數如下：型號為DSP-1080/160，膠帶寬度1000mm，帶速3.15m/s，設計運輸能力1000t/h，驅動電機160kW。
2、輔助運輸
695水平大巷采用蓄電池機車運輸方式。盤區運輸大巷為無極繩連續牽引車運輸，工作麵輔助運輸采用JD-11.4調度絞車運輸。
無極繩連續牽引車設備技術參數如下：
型號：SQ—80(110kW);牽引速度：1/1.7m/s
牽引力：80kN;鋼絲繩規格：24NAT6×19+FC1670S GB/T8918)
三、 通 風
礦井通風方式為中央並列式，通風方法采用機械抽出式通風。有四個進風斜井，即主斜井、副井、行人井、排矸進風斜井;一個回風立井，即一號風井。
風井風機現運行技術參數見下表：
主要通風設備運行參數
風機型號電機額定功率(kW)葉片角度(°)風機靜壓(Pa)排風量
(m3/min)
2K56-12-No30100025～5035009000
四、 排 水
礦井現開采9號煤層，礦井湧水一部分通過9號煤盤區水倉提升至+695水平水倉，一部分通過自流到+620水平水倉，再通過管道直接排至地麵水處理站。
+695水平2台MD280—43×4水泵額定流量為280m3/h，額定揚程172m，由山西黎城泵業公司製造，2005年安裝投運;配套電機型號JS137—4，260kW，6kV。1台200D—43×7水泵額定流量為280m3/h，額定揚程301m，由長沙泵業公司製造，1983年投運;配套電機型號JS137—4，360kW，6kV。
+620水平3台200MD—43×7水泵額定流量為280m3/h，額定揚程301m，由湖北宜昌水泵廠製造，1991年投運;配套電機型號JS137—4，360kW，6kV。
五、 供 電
王台鋪煤礦雙回35kV電源引自晉城煤業集團老區110kV區域變電站308號和311號出線間隔，線路采用鐵塔與水泥電杆架空敷設。
地麵工業廣場現有一座35/6kV變電所，設兩台10000kVA容量主變壓器，一用一備，擔負工業廣場、選煤廠、生活區、主通風機、排矸井、井下等用電負荷。
井下+695水平設一個中央變電所，雙回6kV電源分別引自工業廣場35/6kV變電所不同母線段。中央變電所主要擔負排水、運輸、五個采區變電所供電等用電負荷。
六、監測監控
1、環境監控
該礦現有一套KJ86N型煤礦環境安全監測及生產監控係統。KJ86N監控係統采用CAN總線傳輸方式，傳輸接口、總線擴展器、信號轉接器、多功能監控器、傳感器、光纜和信號電纜等組成。係統可對瓦斯、風速、負壓、煙霧、溫度、一氧化碳、饋電狀態等參數及井下主要風門的開閉狀況進行連續監測，對掘進工作麵實現風電瓦斯閉鎖。完全符合煤礦安全01manbetx 及我礦具體使用需求。
2、產量監控
在主斜井井口膠帶輸運機裝設一套ICS-17B型皮帶稱，對產量實時監控，數據傳輸至集團公司調度室。
3、人員定位係統
本礦井已有一套KJ153型礦井井下人員定位係統，在主要巷道進出口及主要機電硐室設置讀卡器，實時對井下作業人員進行動態考勤。為井下安全生產提供保障，並把信息進行儲存或打印。
七、通信
在行人進風斜井敷設有200對礦用通信電纜，由地麵通信機房沿地麵電纜溝敷設至695中央變電所礦用隔爆分線箱。
第三章 十五號煤開拓延深
第一節 井田境界與儲量
一、井田境界
王台鋪礦井田位於山西晉城市市區北10km處，井田邊界由43個拐點構成，東西寬約3.6km，南北長約9.5km，井田麵積33.7032km2。井田西部與鳳凰山煤礦相鄰，南部與古書院礦接壤。
二、儲量
1、儲量計算原則
根據《山西晉城無煙煤礦業集團有限責任公司王台鋪礦15號煤層地質報告》，本井田15號煤層為無煙煤。
按國家現行煤炭資源儲量計算規範，煤層傾角小於25°，最低可采厚度大於0.80m，最高可采灰份小於40%，最高硫份小於3%，最低發熱量為22.1MJ/㎏的原則。
井田高硫區煤層下部，普遍存在一層硫化鐵礦夾層，平均厚度為0.3m左右，甩掉此夾層後，煤層最高硫分小於3%。故，高硫區除掉硫化鐵礦夾層的煤層也可以進行儲量計算。
儲量計算麵積采用水平投影麵積。
井田內15號煤層穩定可采，15號煤層容重為1.46t/m3，非高硫區域平均厚度為2.51m，高硫區域除去硫鐵礦夾層後，平均厚度為2.48m。
儲量計算方法：采用塊段法，即塊段麵積×容重×平均厚度=塊段儲量
2、礦井地質資源量
依據本礦井地質報告提交的煤炭資源量計算，除去硫鐵礦夾層後礦井地質資源量為9377.3萬噸。
見表3-1-1《15號煤資源儲量彙總表》。
表3-1-1 15號煤資源儲量彙總表
3、礦井工業資源/儲量
本礦井15號煤層地質條件簡單，推斷的資源量333的折減量取0.8的係數計算，則工業儲量為8996.20萬噸。
4、設計可采儲量
⑴ 礦井設計儲量：礦井工業儲量減去設計計算的井田境界煤柱、地麵村莊煤柱、地麵水庫煤柱、小窯防水煤柱等需要留設的永久保護煤柱損失量後的儲量。
⑵ 礦井設計可采儲量：礦井設計儲量減去工業場地保護煤柱、井下主要巷道保護煤柱再乘於盤區回采率。
⑶ 盤區回采率：根據設計布置，以及15號煤層厚度為中厚煤層和綜采一次采全高采煤方法等因素，盤區回采率為80%。
經計算，15號煤層設計可采儲量為3214.61萬噸。
見表3-1-2《礦井設計可采儲量彙總表》。
三、安全煤柱
工業場地、村莊等安全煤柱采用垂線法和垂直剖麵法計算。
地麵建築物、構築物保護煤柱，根據晉城礦區經驗，表土層移動角取φ=45°，岩層移動角取δ=γ=72°。
煤層大巷煤柱寬度取30m，井田境界煤柱寬度取20m，工作麵順槽之間煤柱寬度取20m。
第二節 礦井設計生產能力及服務年限
(一) 礦井工作製度
礦井設計年工作日為330d，每天四班作業，三班采煤，一班檢修。每天淨提升時間為16h。
(二) 礦井設計年生產能力和日生產能力
1、結合15號煤層賦存平均厚度2.51m，煤層開采條件比較簡單，現行綜采、綜掘工藝等因素，設計確定每個盤區布置一個綜采工作麵、兩個綜掘工作麵時，可達到生產能力0.9Mt/a。
2、結合9號煤層剩餘可采儲量主要集中在井田南翼、已經解放的範圍位於井田中部等因素，為全麵協調9號煤、15號煤合理配采和接替，首采盤區確定為二盤區。
3、礦井投產初期，9號煤、15號煤分別按0.9Mt/a能力進行生產;9號煤結束回采後，15號煤布置兩個盤區，礦井生產能力保持1.8Mt/a不變。
4、2007年，煤炭工業局下發的煤炭生產許可證中，標明礦井生產能力為1.8Mt/a。
5、綜合上述因素，本次設計確定礦井15號煤設計生產能力1.8Mt/a。
(三) 礦井服務年限
15號煤層為本礦井最後一個開采煤層，設計可采儲量為3214.61萬t，儲量備用係數取1.5，考慮前期15號煤按90萬t/a和9號煤層配采3年，以及各盤區接替服務年限等因素進行計算。
經計算，全礦井15號煤層的服務年限為16.6年。
第三節 開拓延深方式
一、開拓延深方式
本礦井已有工業場地和風井場地，現有井筒、提升、運輸、進風、回風、排水、供電、通信、監控設施均加以利用，在礦井總生產能力不提高的情況下，不再新增場地設施。
結合現有的井巷工程及生產係統，開拓延深方式選用暗斜井延深方式，即從現有的+695水平大巷布置暗斜井延深至15號煤層。具體方案如下：
(一)運煤係統：
從+695水平井底車場主煤倉上口巷道開口，向下施工15號煤上倉膠帶暗斜井(上倉斜巷)，延深至15號煤層後，南北向布置二盤區膠帶進風巷，形成二盤區主運和進風係統，向東布置一盤區膠帶進風巷，形成一盤區主運和進風係統。
運煤線路為：工作麵膠帶進風順槽→盤區膠帶進風順槽→上倉膠帶斜巷→煤倉→主斜井膠帶輸送機→地麵生產係統。
(二)材料運輸係統：
從材料暗斜井+644水平處做甩車場，進入15號煤層後，沿南北向布置材料南、北車場，車場與盤區軌道進風巷溝通，形成各盤區材料運輸和進風係統。
材料運輸線路為：副斜井→+695水平大巷→材料暗斜井→甩車場→南(北)車場→盤區軌道進風巷→工作麵軌道進風順槽。
(三)行人運輸係統：
從行人斜井開口，沿15號煤層布置專用行人巷道，並與盤區膠帶進風巷溝通，前期距工作麵距離較短，人員步行進入工作麵;後期沿巷道一側布置運人猴車。
人員運輸線路為：主斜井(猴車)→專用行人巷道→盤區膠帶進風巷→工作麵順槽(步行)。
(四)回風係統：
現有回風立井淨直徑為3.5m，按15號煤布置兩個盤區生產需風量計算，井筒風速達12.47m/s，超出了作為礦井安全出口風速不應大於8.0m/s的規定。因此，必須對通風係統進行改造。根據通風能力、場地布置等因素，提出如下兩個方案：
1、方案一：新增風井方案
從15號煤巷道向上反掘回風暗立井與一號回風井貫通，形成15號煤回風係統。
在風井場地新掘一直徑3.5m的輔助回風立井(一號輔助回風立井)，井筒內裝備梯子間，地麵布置安全出口與風道，其中風道與一號回風立井風道相連，形成兩風井並列運行方式。
2、方案二：刷大一號風井斷麵方案
從15號煤巷道向上反掘回風暗立井與一號回風井貫通，形成15號煤回風係統。
同時，刷大一號風井斷麵，由直徑3.5m，刷大至直徑4.5m，重新裝備梯子間。
3、方案比較
方案一充分利用風井場地新掘井筒，對現有的生產係統幹擾不大，適合於邊延深邊生產的礦井。缺點為工程量大，投資大。
方案二工程量小，投資小，但對生產影響很大，需要停產2個月左右對風井進行改造。
綜合比選上述兩個方案，設計推薦方案一。
二、盤區劃分及開采順序
根據上述開拓延深方案，全井田15號煤層共劃分4個盤區，其中一、二盤區布置於井田中部，三盤區布置於井田北翼，四盤區布置於井田南翼。
盤區開采順序原則：
1、按盡快實現資源保護的原則，先開采受小窯威脅的區域。
2、按延深工程量最少，對現有9號煤生產盤區幹擾最少為原則。
3、按平衡匹配9號、15號煤通風、運輸、排水、供電、提升等設施，進行合理配采9號、15號煤為原則。
按上述原則，盤區開采接替順序，見表3—3—1。
井田中部二盤區為首采盤區。
三、開拓大巷布置
15號煤各盤區巷道布置見前述設計推薦方案一，各盤區大巷均為三巷布置，巷道間距30m，均沿15號煤層頂板全煤巷布置，高度不夠進行起底掘進。
盤區膠帶巷斷麵為矩形，淨高2500mm，淨寬4800mm，錨噴支護，淨斷麵12.00m2。
盤區軌道巷斷麵為矩形，淨高2500mm，淨寬4400mm，錨噴支護，淨斷麵11.0m2。
盤區回風巷斷麵為矩形，淨高2500mm，淨寬4400mm，錨噴支護，淨斷麵11.0m2。
上述巷道設備布置、巷道斷麵技術特征、支護材料及參數，參見附圖《巷道斷麵圖冊》。
第四節 開拓延深井筒、井底車場及硐室布置
一、延深井筒
15號煤達到設計生產能力1.8Mt/a，投產延深井筒為上倉膠帶暗斜井、回風暗立井、一號輔助回風立井。各井筒技術特征如下：
1、上倉膠帶暗斜井：
斜長190m，傾角90，斷麵為半圓拱形，淨寬4200mm，淨高3300mm，淨斷麵12.88m2，錨噴支護，支護厚度100mm。井筒裝備1200mm寬的膠帶輸送機，擔負礦井15號煤主運、進風兼安全出口。
2、回風暗立井：
垂深50m，斷麵為圓形，淨直徑為3500mm，淨斷麵9.62m2，錨噴支護，支護厚度150mm。上口與一號回風立井貫通，下口與15號煤井底回風大巷相通，主要擔負礦井回風任務。
3、一號輔助回風立井：
垂深190m，斷麵為圓形，淨直徑為3500mm，淨斷麵9.62m2，錨噴支護，支護厚度150mm。井筒內裝備梯子間，主要擔負礦井回風兼安全出口。
各延深井筒斷麵布置，分別見圖3-4-1、3-4-2、3-4-3。
二、井底車場及硐室布置
原有+695水平井底車場及硐室布置，均能滿足本次15號煤投產需要，本次延深設計新增的暗斜井644井底車場及硐室敘述如下：
1、暗斜井644車場：
644車場分為三部分：甩車場、南車場、北車場，水平標高為+644。井底車場形式為平車場。
2、主要硐室：
暗斜井上部布置的硐室(原有)有：絞車房、信號硐室。
暗斜井下部布置的硐室有：信號硐室。
入倉膠帶暗斜井底布置有二盤區變電所。
第四章 大巷運輸及設備
第一節 煤炭運輸
一、主運輸係統
15號煤首采盤區出煤係統：工作麵膠帶順槽→二盤區膠帶巷→上倉膠帶巷→井底煤倉→主斜井→地麵生產係統。
運輸係統見附圖《首采盤區投產運輸係統圖》。
現有主斜井帶式輸送機滿足15號煤層開采的運輸需要，主要設備技術特征見本設計第二章第二節。
本次運輸設備選型設計主要為：首采盤區的運輸設備選型。
二、運輸方式
目前國內大中型礦井的大巷煤炭運輸普遍采用帶式輸送機運輸，其主要優點為:
⑴ 運輸連續，能力大;
⑵ 大巷布置不受煤層起伏坡度變化的影響;
⑶ 係統簡單，自動化程度高，易於實現集中管理，有利於提高生產率;
⑷ 運輸環節少，占用人員少，主輔運輸互不幹擾;
本礦井煤層賦存條件好，構造簡單，因此確定各盤區煤炭運輸主要采用膠帶輸送機運輸方式。
三、運輸設備
根據礦井開拓方式及采區布置形式，在15號煤一、二盤區各布置兩部帶式輸送機擔負煤炭運輸。前期開采盤區為二盤區。
由於盤區內無工作麵煤倉緩衝，大巷帶式輸送機的選型考慮滿足同一盤區內一個綜采工作麵和兩個綜掘工作麵生產時的峰值煤量的運輸需要，並與工作麵設備選型相匹配。同時盡可能和礦上現使用的盤區膠帶運輸設備的電機、滾筒、膠帶相統一，以便設備配件的管理、維護、和互換。
1. 二盤區1號帶式輸送機選型
(1)選型設計依據:
煤炭鬆散容重：1000kg/m3
運輸距離：1453m;
提升高度：25m
設計運量：1000t/h;
膠帶機工作環境：潮濕、有灰塵汙染;
(2)選型計算過程
①輸送帶寬度的計算
第二節 輔助運輸
一、輔助運輸係統
物料和設備采用礦車裝載→地麵下放到副斜井井底車場→+695水平大巷電機車運輸係統→材料暗斜井→15號五煤盤區軌道運輸大巷→采煤工作麵或掘進麵。
人員在行人斜井乘架空乘人係統下井→專用人車巷(摘掛式猴車)→二盤區膠帶巷(摘掛式猴車)→運送人員到采掘工作麵順槽口→人員步行到達工作麵。
15號掘進巷道基本為全煤巷綜掘機掘進，全部通過刮板機、膠帶輸送機並入原煤運輸係統，少量岩巷工程矸石填入井下廢棄橫川巷道內密閉，基本可實現矸石不出井，以減少運輸成本和地麵汙染。
現有+695水平運輸係統及設備均滿足15號煤層開采的輔助運輸需要，主要設備技術特征見本設計第二章、第二節。
本次運輸設備選型設計主要為：首采盤區的輔助運輸設備選型。
運輸係統分別見附圖《首采盤區投產運輸係統圖》。
二、運輸方式
礦上現生產盤區內輔助運輸主要使用無極繩連續牽引車運輸，無極繩連續牽引車綜合了國外繩式卡軌車和國內無極繩絞車的特點，是一種經濟實用、安全高效的新型輔助運輸設備，對井下巷道的適應性更強，運距長，牽引力大，且不汙染井下空氣，可以滿足井下大巷起伏不平、巷道不直的運輸需要。
根據礦井開拓方式和巷道布置，15號煤盤區輔助運輸方式仍采用無極繩連續牽引車，同時盡可能和礦上現使用的盤區無極繩連續牽引車的型號相統一，以便設備配件的管理、維護、和互換。采掘麵短距離的輔助運輸選用調度絞車。
三、運輸設備
15號煤盤區輔助運輸大巷設備：經過選型，選用SQ-80型無極繩連續牽引車。係統配置有無極繩絞車、張緊裝置、梭車、尾輪、壓繩輪、托繩輪等，其主要技術參數為：
型號：SQ-80;電機：110kW;牽引速度：1 m/s 和1.7m/s
滾筒直徑：800mm;牽引力：80kN;鋼絲繩直徑：Φ24mm;
采煤工作麵運輸順槽、掘進工作麵順槽運輸：選用JD-11.4型調度絞車，其參數如下：
額定牽引力：10kN;鋼絲繩直徑：φ12.5mm;平均繩速：12.6~62m/min;
容繩量：400m;電動機功率：11.4kW
專用人車巷和膠帶巷架空乘人裝置(摘掛式)選用SR-40J型，參數如下：
主電機功率：37kW;運行速度：1.0m/s;主繩輪直徑：1200mm
四、礦井車輛配備
礦井礦車數量及技術參數均可滿足本次延深設計使用要求，不再對礦車進行選型和增加。
第五章 采區布置及裝備
第一節 采煤方法
一、采煤方法的選擇
采煤方法結合煤層厚度平均2.51m，及頂底板開采條件，選擇長壁工作麵一次采全高綜合機械化采煤方法。
二、工作麵采煤、裝煤、運煤方式及設備選型
工作麵回采方向為後退式回采，采煤機在工作麵長壁雙向自開缺口，截煤裝煤，刮板輸送機運煤，綜采工作麵的采、裝、運、支工序全部機械化。
工作麵主要采煤設備選擇原則：
(1)15號煤層頂板為K2灰岩、厚度大、硬度高、屬於堅硬頂板，底板為泥岩屬於較軟底板，需對工作麵液壓支架進行專項設計。
(2)根據一個工作麵生產能力為0.9Mt/a，並結合該礦現有設備使用情況，對工作麵采煤設備及配套進行設計。
工作麵主要采煤設備初步選擇如下：
MG250/600—WD1雙滾筒采煤機，
SGZ—764/400型刮板輸送機，
SZB764/132/1140型轉載機，
PCM1000/110/1140型破碎機，
工作麵順槽裝備SSJ1080/160/660型膠帶輸送機。
2、支護強度驗算
按8倍采高的上覆岩層所需支護強度計算：
P1=8HRg
=8×2.48×2.7×9.8
=0.525(MPa)
式中：P1——按8倍采高計算所需要的支護強度，單位MPa。
H——采高取2.48m。
R——頂板岩石容重2.7t/m3。
g——取重力常數為9.8。
ZZ6900-17/32型支架的支護強度0.92～1.0MPa大於0.525MPa。
同時，ZZ6900-17/32型支架對底板的比壓為1.9MPa，根據王台鋪礦15號煤層實測數據，工作麵煤層底板的容許抗壓強度為11.4MPa，底板抗壓強度大於支架對底板的比壓，可見支架支護強度能滿足要求。
3、支架工作阻力驗算
工作麵支架工作阻力計算如下：
F=8HRgS
=8×2.48×2.7×9.8×8.64
=4536 (KN)
式中F—ZZ6000-17/32型支架所需要的工作阻力,單位KN。
H、R、g—意義同上。
S—表示ZZ6000-17/32型支架最大支護麵積，為8.64m2。
S=L長×L寬=5.76×1.5=8.64m2。
L長—支架最大控頂距，為5.76m。
L寬—支架的寬度，為1.5m。
ZZ6000-17/32型支架的額定工作阻力為6900KN，大於計算值4536KN，可見支架支護工作阻力能滿足要求。
4、支架初撐力驗算
初撐力在支架參數中具有重要地位，提高支架初撐力可以減少頂板離層，增強頂板自身強度，增加頂板的穩定性;提高支架對機道頂板的支撐能力，減少工作麵頂板端麵破碎度及煤壁片幫;壓實頂梁上及底座下浮矸，提高支撐係統剛度;充分利用支架額定支撐能力，減少頂板相對移近量。
工作麵頂板屬堅硬頂板，取工作阻力的80%為支架初撐力，初撐力計算如下：
F′= 80%F
=80%×4536
=3629(KN)
式中：
F′—支架所需初撐力，單位N。
F—支架所需的工作阻力，單位N。
P0=F′/4S′=3629÷(4×0.047755475)=19.0(MPa)
式中：
F′—支架所需初撐力，單位N。
S′—支架立柱活塞斷麵積，為0.047755475m2。
P0—所需的乳化液壓強，單位MPa。
Pb1= P0÷80%=19.0÷80%=23.8(MPa)
Pb=31.5(MPa)
Pb > Pb1
式中：
Pb1 —支架所需泵站供液壓力。
80%—泵站供液有效壓力(除去管路損失率)
Pb——泵站供液壓力設定為31.5MPa。
通過上式計算，可見泵站設定供液壓力能夠滿足支架需要。
綜上所述可見所用支架能滿足工作麵支護的需要。
5、工作麵超前支護
進、回風順槽20m範圍內實施超前支護，采用DZ28—25/100型單體液壓支柱加柱冒，柱冒規格300mm×200 mm×60 mm。
進風順槽超前支護：人行道側距離煤柱1000mm處支設一排;非行人側距離巷幫600mm支設一排。遇破碎機、轉載機電機減速器影響時緊靠其外側打戴帽點柱進行支護。柱距均為1000mm，單體柱要成排成行，直線度誤差不超過30mm，且采取麻繩連鎖防倒。
回風順槽超前支護：距離工作麵側巷幫1000mm處支設一排，柱距1000mm;距離煤柱側巷幫1000mm處支設一排單體柱，柱距1000mm，單體柱要成排成行，直線度誤差不超過30mm，且采取麻繩連鎖防倒。
第二節 盤區布置
一、盤區數目、位置及工作麵生產能力
15號煤開拓延投產盤區為：中部的一、二盤區，盤區生產能力0.9Mt/a。達產時共布置2個盤區(一、二盤區)、2個綜采長壁工作麵，生產能力1.8Mt/a。
見圖5-2-1《首采盤區巷道布置及主要機械設備配備圖》和圖5-2-2《一盤區巷道布置及主要機械設備配備圖》。
二、首采盤區尺寸及巷道布置
1、盤區尺寸
盤區尺寸的確定取決於地質構造條件、煤層開采技術條件、盤區內采煤和運輸裝備。
結合本次設計的采煤方法和開拓方式、盤區劃分等因素，一、二盤區特征見表5-2-1。
2、巷道布置
根據設計確定的開拓方式和各盤區巷道布置，采用盤區大巷兩翼(或單翼)直接布置工作麵，條帶式開采。
盤區大巷沿15號煤層頂板掘進，采用三巷布置，即盤區軌道巷、盤區膠帶巷、盤區專用回風巷，巷道間距30m，其中膠帶巷位於軌道巷和回風巷中間。
盤區巷斷麵為矩形，支護方式為錨、網、噴支護，錨索加強。
3、盤區車場及硐室
本井田煤層賦存平緩，大巷條帶式開采。輔助運輸采用無極繩連續牽引車和小絞車配合方式，材料、設備等從井底車場直接運往采、掘工作麵等各使用地點。主運輸使用膠帶機搭接連續運輸方式，故，各盤區不設盤區車場。
在各盤區內設盤區變電所、盤區水泵房及水倉。
4、盤區主要設備及通風、排水係統
(1)煤炭運輸方式：
工作麵煤炭由順槽膠帶直接轉運至盤區大巷膠帶輸送機上，無中間環節。盤區大巷固定式膠帶輸送機選型參見第四章節中相關內容。
(2)輔助運輸方式：
盤區內輔助運輸采用無極繩連續牽引車，轉載環節少，效率高，適應性強，能適應底板起伏不平的巷道。盤區軌道巷無極繩連續牽引車選型參見第四章節中相關內容。
(3)盤區通風係統：
新鮮風流由上倉膠帶暗斜井、材料暗斜井、軌道聯絡巷→盤區膠帶進風巷、盤區軌道進風巷→工作麵膠帶、軌道進風順槽→工作麵。
乏風由回風順槽→盤區回風巷→總回風巷一、一號主、輔回風立井。
綜掘工作麵配備局扇和抽出式濕式除塵風機，采用壓入式通風方式。
(4)盤區排水係統：
二盤區在工作麵尾部設有盤區水倉、泵房，水倉總容量為800m3，工作麵水由工作麵泄水巷流入水倉，通過管路，經過材料暗斜井、620大巷，泵送至620水平井底中央水倉，經行人斜井排至地麵。
一盤區在盤區軌道側設有盤區水倉、泵房，水倉總容量為800m3，湧水由巷道水溝流入水倉，通過管路，經過材料暗斜井、695大巷，泵送至695水平井底中央水倉，經副斜井排至地麵。
掘進工作麵低窪處均設置了小水泵，如有積水應做水窩將水排出;盤區大巷低窪處也要采取同樣的方法處理大巷積水問題。
第三節 采煤工作麵布置
一、采煤工作麵參數
1、工作麵尺寸與生產能力的確定：
15號煤生產按一個盤區一麵模式設計。結合井田開拓方式布置，工作麵長度設計為180m，順槽設計長度平均為1000m，工作麵可采煤量為0.660Mt。
2、順槽條數及布置方式
工作麵順槽采用兩進一回三條順槽布置，其中保留利用最外側的順槽作為下一個相鄰工作麵的進風順槽，工作麵通風方式采用“W”型通風方式，即：一側為1條膠帶機進風順槽，另一側為1條軌道進風順槽和1條回風順槽。
靠盤區回風巷一側工作麵，膠帶順槽布置風橋跨回風巷後，與膠帶大巷相搭接。軌道順槽通過風橋與盤區軌道巷連接。回風順槽直接與回風巷連接。
靠盤區軌道巷一側工作麵，膠帶順槽不做風橋，與軌道巷平交，通過底溝溜過盤區軌道巷後，與盤區膠帶巷相搭接。軌道順槽直接與盤區軌道巷連接。回風順槽布置風橋跨軌道巷、膠帶巷與回風巷連接。
工作麵及順槽斷麵設計為矩形，支護方式為錨網支護，錨索加強支護。在膠帶運輸順槽內鋪設臨時軌道，用來放置移動變電站、噴霧泵站、乳化液泵站、開關櫃、電纜等設備列車。
工作麵設計斷麵技術特征、支護參數，詳見附圖《巷道斷麵圖冊》。
3、工作麵生產能力
工作麵按四六製作業方式組織，三班生產，一班檢修，年工作日按330天生產計算。
根據工作麵長度180m，采煤機平均速度5.0m/min，開機率50%，循環率按85%考慮，每班可割煤3刀。
生產能力按下式計算為：
Q=330×3×(2.48×180×0.6×3×1.46×0.85×0.95) ×10-4=93.78萬t/a
330——年生產工作日(d)
3 ——日生產班數(班)
2.48——15號煤工作麵采高(m)
180——工作麵長度(m)
0.6——采煤機截深(m)
3——每班割煤的刀數
1.46——15號煤容重(t / m3)
0.85——工作麵正規循環率
0.95——工作麵回采率
可見，15號煤一個綜采工作麵可滿足0.9Mt/a盤區生產能力。
礦井達到1.8Mt/a生產能力時，需要布置兩個盤區兩個綜采工作麵。
工作麵日進度為4.6m，月進度為138m，年進度為1518m。
工作麵接替順序：原則上由近向遠依次開采。
首采工作麵：中部二盤區XV2307工作麵;中部一盤區XV1301工作麵。
二、采區及工作麵的回采率
根據設計布置，以及15號煤層厚度為中厚煤層和綜采采煤方法等因素，盤區回采率為80%，工作麵回采率95%。
三、移交生產時工作麵的主要技術特征指標
第四節 巷道掘進
一、移交生產和達到設計能力時掘進麵數量：
15號煤生產期間，主要為盤區和工作麵巷道的掘進，巷道均沿15號煤層頂板，全煤巷掘進，煤層高度不夠的巷道進行起底。
根據礦井產量，15號煤一個盤區綜采工作麵年推進度最大為1518m。
根據盤區工作麵布置，工作麵平均長度180m，順槽平均長度1000m，橫川數量20個，則一個工作麵回采期為217天，一個工作麵回采巷道量為2800m(包括推進順槽、橫川、切眼及停采線內順槽長度)。
礦井正常生產期間，滿足工作麵銜接布置，需完成的盤區準備巷道工程為250m×3條=750m。
則，在217天內，每個盤區掘進進尺達到3550m後，即可保證工作麵正常銜接。
本設計掘進工藝按煤巷綜掘，月正常掘進進尺按450m/月計算，考慮掘進期間綜掘機的開口、搬家、安裝、檢修等因素，綜合掘進進尺按正常掘進進尺的80%計算，月進尺為360m，日進尺12m/天。
結合雙巷布置的掘進工藝特點，設計配置2個綜掘工作麵掘進， 217天可掘進進尺5208m，大於工作麵銜接需要的3550m，完全可以保證工作麵正常銜接。
按年工作日330天計算，兩個綜掘麵年最大掘進進尺為7920m。
年掘進煤量計算：
順槽掘進斷麵平均按：4.7×2.6=12.2㎡計算，
Q掘 = 7920m×12.2㎡×1.46t/m3 = 14萬t
由於本次開拓延深後，巷道工程大多為煤巷工程，設計不配置普掘隊。少量的岩巷工程、巷道風橋等施工，由綜掘隊完成。
綜上所述，每個盤區需配置兩個綜掘工作麵，達到礦井設計生產能力，兩個盤區同時生產時，共配置4個綜掘工作麵。
二、掘進機械設備配備
綜掘機主要技術特征如下：
型號AM-50，接地比壓0.13Mpa，切割煤岩強度≤70Mpa，掘進斷麵6~18.1㎡，最大掘進高度4m，最大掘進寬度4.8m，適應巷道坡度16度，總功率174kW，電壓等級660/1140v，外形尺寸7.5×2.1×1.65m，重量26.8t。後配套運輸設備為：SSJ80/2×40膠帶輸送機。
綜掘麵主要機械設備配置，參見附圖《首采盤區巷道布置及主要機械設備配置圖》。
三、巷道斷麵及支護方式
1、盤區巷道
盤區膠帶巷斷麵為矩形，淨高2500mm，淨寬4800mm，淨斷麵12.00m2。盤區軌道巷、盤區回風巷斷麵為矩形，淨高2500mm，淨寬4400mm，淨斷麵11.00m2。巷道采用錨、網、噴支護，並進行錨索補強。
(1)頂板支護
錨杆形式和規格：采用杆體為Ø18左旋無縱筋高強度螺紋鋼錨杆，長度2000mm，杆尾螺紋為M20，型號為Ø18—M20—2000。
錨固方式：樹脂加長錨固，采用兩支錨固劑，一支規格為K2335，另一支規格為Z2360，鑽孔直徑為28mm，錨固長度為1300mm。
托板：采用拱型高強度托盤。
錨杆角度：靠近巷幫的頂板錨杆安設角度與垂直線成30度角，其餘與頂板垂直。
網片規格：采用50×50mm，4.5×1.1m菱形金屬網護頂。
錨杆布置：排距為1000mm，每排5根，間距為900mm。
錨索：采用Ø15.24mm的單根鋼絞線，長度6000mm，加長錨固，采用三支錨固劑，一支規格為K2335，兩支規格為Z2360。錨索每3m居中布置一根。
(2)幫部支護
錨杆形式和規格：幫錨杆采用Ø18—M20—1800圓鋼錨杆。
錨固方式：樹脂端部錨固，采用一支錨固劑，規格為Z2360，錨固長度960mm，鑽孔直徑為28mm。
錨杆角度：靠近頂板的巷幫錨杆安設角度為與水平成向上10度角，靠近底板的巷幫錨杆安設角度為與水平成向下10度角。
網片規格：采用50×50mm，1.7×1.1m菱形金屬網護幫。
錨杆布置：排距為1000mm，每幫一排2根，間距為1000mm，起錨高度1000mm，最靠近幫上的一根幫錨杆距頂600mm。
(3)噴射混凝土
厚度100mm，設計強度等級為C15。
2、工作麵巷道
工作麵順槽設計為矩形斷麵，淨寬4400m，淨高2500mm，淨斷麵11.0m2。巷道采用樹脂加長錨固錨杆組合支護係統，並進行錨索補強。
(1)頂板支護
錨杆形式和規格：采用杆體為Ø18左旋無縱筋高強度螺紋鋼錨杆，長度2000mm，杆尾螺紋為M20，型號為Ø18—M20—2000。
錨固方式：樹脂加長錨固，采用兩支錨固劑，一支規格為K2335，另一支規格為Z2360，鑽孔直徑為28mm，錨固長度為1300mm。
鋼筋托梁規格：采用Ø14mm的鋼筋焊接而成，寬度為100mm，鋼筋托梁長度4200mm，型號Ø14—4200—100—5。
托板：采用拱型高強度托盤。
錨杆角度：靠近巷幫的頂板錨杆安設角度與垂直線成30度角，其餘與頂板垂直。
網片規格：采用50×50mm，5.0×1.1m菱形金屬網護頂。
錨杆布置：排距為1000mm，每排5根，間距為1000mm，最靠近幫上的一根頂錨杆距巷幫300mm。
錨索：采用Ø15.24mm的單根鋼絞線，長度6000mm，加長錨固，采用三支錨固劑，一支規格為K2335，兩支規格為Z2360。錨索每3m居中布置一根。
(2)幫部支護
錨杆形式和規格：幫錨杆采用Ø18—M20—1800圓鋼錨杆。
錨固方式：樹脂端部錨固，采用一支錨固劑，規格為Z2360，錨固長度960mm，鑽孔直徑為28mm。
錨杆角度：靠近頂板的巷幫錨杆安設角度為與水平成向上10度角，靠近底板的巷幫錨杆安設角度為與水平成向下10度角。
網片規格：采用50×50mm，1.7×1.1m菱形金屬網護幫。
錨杆布置：排距為1000mm，每幫一排2根，間距為1000mm，起錨高度1000mm，最靠近幫上的一根幫錨杆距頂600mm。
四、移交生產時的井巷工程量
二、一盤區首采工作麵移交生產時的開拓延深工程量為：長度22204.6m，掘進體積259506.4m3。
見表5—3—1《15號煤開拓延深井巷工程量統計表》
表5-3-1 15號煤開拓延深井巷工程量統計表
第六章 通風與安全
第一節 概 況
一、瓦斯
本礦自建井以來，根據曆年度礦井瓦斯等級和二氧化碳湧出量的測試和鑒定情況看，屬低瓦斯礦井。
相鄰的鳳凰山礦於2007年11月對15號煤層的瓦斯含量進行了測定，測定結果為：原煤瓦斯含量4.15m3/t,其中N2占18.99%，CH4占48.27%，CO2占32.74%，揮發份為4.23%。
根據《礦井瓦斯湧出量預測方法》(AQ1018—2006)，參考相鄰鳳凰山礦瓦斯含量參數，采用分源預測法進行計算。
1、回采工作麵瓦斯湧出量計算
式中：
q1——開采層瓦斯湧出量，m3/t;
k1——圍岩瓦斯湧出係數，取1.30;
k2——丟煤瓦斯湧出係數，回采率為95%，k2=1/C′=1/0.95=1.05;
k3——準備巷道預排瓦斯對開采層瓦斯湧出影響係數，
k3=(L-2h)/L，L為回采工作麵長度180m，h為掘進巷道瓦斯預排等值寬度，對於無煙煤h=10m，經計算k3=(180-2×10)/180=0.89;
m——開采層厚度，m，取2.51m。
M——工作麵采高，m，取2.48m。
Wo——煤層原始瓦斯含量，取4.15×48.27%=2.00 m3/t。
Wc——煤層殘存瓦斯含量，取0 m3/t。
經計算： q1=2.43m3/t
(2)鄰近層相對瓦斯湧出量q2
q2=Σ(Woi-Wci).mi/M.ηi
q2——鄰近層相對瓦斯湧出量，m3/t;
mi——第i個鄰近層煤層厚度，m;
M——工作麵采高，m;取2.48m;
ηi——第i個鄰近層瓦斯排放率，ηi=1-28/70=0.60
Woi——第i個鄰近層煤層原始瓦斯含量，m3/t，由於無實測資料，參考15號煤層殘存瓦斯含量。
Wci——第i個鄰近層煤層殘存瓦斯含量，m3/t，由於無實測資料，參考15號煤層殘存瓦斯含量。
瓦斯排放影響範圍上鄰近層為70 m,下鄰近層為35m。根據地質資料，由於上覆3號煤層距離15號煤層遠(80m)，且已經采空，預計不會向15號煤層工作麵及采空區釋放瓦斯。向15號煤層釋放瓦斯隻有上鄰近層殘餘的9號煤層，9號煤層到15號煤層距離28m，9號煤層平均厚度為mi=1.52m;15號煤層平均厚度mc=2.51m。
q2=0.73 m3/t
(3) 回采工作麵瓦斯湧出量計算結果：
q采=3.16m3/t
故，工作麵開采時的瓦斯相對湧出量為3.16m3/t。
2、綜掘工作麵瓦斯湧出量計算
(1)掘進巷道煤壁瓦斯湧出量q3
q3=D·V·qo·〔2(L/V)0.5-1〕
式中：
D——巷道斷麵內暴露煤壁麵的周邊長度，按順槽巷道計算D=4.66m;
V——綜掘按順槽掘進速度500m/y計算V=0.01157m/min;
L——掘進巷道長度，2000m(按最長的順槽巷道計算);
qo——掘進煤壁瓦斯湧出初速度，m3/m2·min;
qo=0.026×(0.0004Vdaf2+0.16)Wo
=0.018(m3/m2·min) 式中：Vdaf——15號煤層原煤揮發份含量，4.23%;
綜掘麵q3=0.806 m3/min
(2)掘進工作麵落煤瓦斯湧出量q4
q4=S·γ·V·(Wo-Wc)
式中：
S——掘進巷道斷麵，按順槽巷道計算S=12m2;
γ——15號煤的視密度1.46t/m3。
綜掘麵q4=0.405 m3/min
(3)綜掘工作麵瓦斯湧出量
Q綜掘=(q3+q4)×2=1.211×2=2.422m3/min
每個盤區按兩個綜掘時，掘進麵瓦斯湧出量為2.422m3/min。
3、盤區瓦斯湧出量計算
q區=K區·(Σq采i·Ai+1440Σq掘i)/Ao
式中：
K采——采區內采空區瓦斯湧出係數，取1.20;
Ai·q回i——第i個回采工作麵設計日產量及相對瓦斯湧出量，t，m3/t;
q掘i——第i個掘進工作麵瓦斯湧出量，m3/min;
AO——采區內平均日產量，t。
一個盤區內布置一個綜采工作麵、兩個綜掘工作麵保證盤區0.90Mt/a的設計生產能力和正常生產接替。
則q采=1.20×(3.16×900000÷330+1440×2.422)÷2727
=5.33 m3/t.d
4、礦井瓦斯湧出量計算
q井=K" Σq區i·Aoi/ΣAoi
式中：
q井——礦井相對瓦斯湧出量，m3/t;
q采i——第i個生產采區相對瓦斯湧出量，m3/t;
Aoi——第i個生產采區平均日產量，t;
K" ——已采采空區瓦斯湧出係數，取1.15。
按照礦井15號煤水平延深改建設計，礦井達產時共布置兩個盤區，每個盤區生產能力為0.9Mt/a，滿足礦井1.80Mt/a的設計生產能力。
則q礦=6.13m3/t
根據上述計算結果，礦井生產能力達到1.80 Mt/a時，礦井瓦斯相對湧出量為6.13 m3/ t·d，礦井絕對瓦斯湧出量為23.22 m3/min。
在回采工作麵瓦斯湧出中，開采層相對瓦斯湧出量為2.43 m3/t.d，占工作麵總湧出量的77%，鄰近層相對瓦斯湧出量為0.73 m3/t.d，占工作麵總湧出量的23%。
根據上麵分析，王台鋪礦15號煤層開采時瓦斯湧出量大部分來自於開采層，少部分來自上覆殘餘9號煤層，礦井為低瓦斯礦井。
二、煤 塵
2007年9月，王台鋪礦采取15號煤層樣，委托煤炭科學研究總院重慶研究院進行了煤塵爆炸性試驗，試驗結果為：火焰長度為0mm，加岩紛量0，煤塵無爆炸危險性。
三、煤的自燃傾向性
同時，王台鋪礦委托煤炭科學研究總院重慶研究院對15號煤塵自燃傾向性進行了試驗，鑒定結果自燃傾向等級為Ⅰ級，為容易自燃煤層。
四、地溫、地壓
據王台鋪礦開采3、9號煤層情況，井下溫度冬季在12℃左右，夏季在16℃左右。15號煤采深最大為287.85m，一般在130-240m左右，按地溫梯度每百米增高3℃，考慮最高不超過20℃，對井下生產影響不大。
井田內15號煤層最大埋深小於300m，根據3、9號煤層開采情況，地壓對15號煤層開采不會帶來大的影響。
第二節 礦井通風
一、通風方式和通風係統的選擇及其依據
王台鋪礦15號煤層設計生產能力為1.8Mt/a，每個盤區設計生產能力為0.9Mt/a。
礦井通風方法為機械抽出式通風，通風方式前期為中央並列式式通風。
本礦井達產時，直接通向地麵的井筒有6個，其中4個為進風井，2個為回風立井。其中：主斜井、行人斜井、副斜井、排矸斜井、一號主、輔回風立井服務於整個礦井15號煤開采，一號主、輔回風立井為並列運行風井。
礦井生產後期，在井田北翼、南翼各增加一個風井兼安全出口。
選用上述通風方式和通風係統具有如下優點：
1. 充分考慮了礦井的開拓方式、巷道布置和15號煤層采掘配置。
2. 通風係統簡單，風流穩定並易於管理。
3. 礦井生產後期，在南北兩翼增設風井及安全出口，可減少通風線路、減小礦井通風阻力，便於管理，有利於安全生產。
二、采掘麵及硐室通風
礦井15號煤劃分為四個盤區，中部布置兩個盤區，南、北兩翼各布置一個盤區，每個盤區布置一個長壁綜采工作麵，兩個綜掘工作麵。根據盤區巷道布置和采煤方法，回采麵和掘進麵均為獨立通風係統。
工作麵設計通風采用二進一回，W型通風方式，新鮮風流由膠帶、軌道進風順槽進入工作麵，乏風由回風順槽排至盤區回風巷。
綜掘工作麵選用壓入式通風方式，局扇選用FD—1№5/2×15kW，380/660V對旋式局部通風機，該風機額定風量370～220m3/min，800～4700Pa。靠工作麵選用濕式除塵風機SCF—6最大除塵能力18㎏/h，最大處理風量2.4 m3/s，最高靜壓1.6kPa，電機功率18.5kW。
獨立通風的硐室為盤區變電所，設專用回風道至總回風巷，實行獨立通風。其它機電硐室、輔助硐室均采用進風流並聯通風方式。
三、風量計算及依據
本次設計對15號煤層達到生產能力(實現1.8Mt/a)時，礦井所需風量進行計算。
1、按井下同時工作的最多人數計算
Q礦井=4×N×K
式中：Q礦井——礦井需風量;
N——礦井同時工作最多人數(交接班時間);400人
4——每人每分鍾供風標準;m3/min
K——礦井通風係數，取1.25;
Q礦井=4×400×1.25=2000m3/min
2、根據礦井內實際用風地點的產量、瓦斯湧出量、分別計算風量
(1)采煤工作麵
①按工作麵瓦斯湧出量計算
Q采=100 Q絕K采=100× 5.98×1.6=957m3/min
式中Q采—回采工作麵風量m3/min;
Q絕—回采工作麵絕對瓦斯湧出量m3/min，
Q絕=3.16×2727÷1440=5.98m3/min;
K采—回采工作麵瓦斯湧出不均勻係數，取1.6。
②按工作麵溫度計算：
Q采=60×S·V·K采=60×10.97×1.0×1.2=790m3/min
S——工作麵有效斷麵積：
S=1/2(L大+L小)HK1=1/2(5.76+5.17)×2.48×0.80=10.84
V——工作麵溫度15℃~20℃，風速，取1.0m/s
K采——回采工作麵通風係數，取1.2
K1——工作麵有效通風斷麵係數，取0.8
③按工作麵最多工作人數計算：
Q采=4×N×K
式中：Q采——掘進工作麵需風量;m3/min
N——工作麵交接班期最多人數;40人
4——每人每分鍾供風標準;m3/min
K——礦井通風係數，取1.25;
Q掘=4×40×1.25=200 m3/min
根據以上計算，工作麵配風量需大於957m3/min。
工作麵配風量取1080 m3/min
④按風速驗算：
15×Sc≤Q采≤240×Sc：
165m3/ min≤10800 m3/min≤2633m3/min，
符合要求。
⑤準備工作麵
按工作麵配風量的1/2計，配風量為540m3/min，巷道風速0.82m/s。
⑥工作麵總用風量
按兩個盤區、兩個生產工作麵、兩個準備工作麵計算：
∑Q采=(1080m3/ min +540m3/ min)×2 =3240m3/ min =54 m3/ s
(2)、掘進工作麵風量
① 按掘進麵最多工作人數計算
Q掘=4×N×K
式中：Q掘——掘進工作麵需風量;m3/min
N——工作麵交接班時最多人數;20人
4——每人每分鍾供風標準;m3/min
K——礦井通風係數，取1.25;
Q掘=4×20×1.25=100 m3/min
② 按瓦斯湧出量計算
Q掘=100×q掘×K掘通
式中：Q掘———單個掘進工作麵需風量，m3/min;
q掘------掘進工作麵回風流中瓦斯絕對湧出量，取1.211m3/min;
K掘通———瓦斯湧出不均衡係數，取1.8;
Q掘=100×1.211×1.8=218 m3/min;
③ 按局扇實際需風量計算需要風量
綜掘工作麵選用1台2×15Kw的對旋式局扇，采用單巷掘進，壓入式通風方式。
Q掘=n ×Q扇+15×S
式中：Q掘——安裝局扇地點巷道的需風量，m3/min
Q扇——局部通風機實際吸風量，為300 m3/min。
n——掘進工作麵同時通風的局部通風機台數，取1;
S——巷道斷麵，取11.3 m2;
Q掘=1×300+15×11.3=470 m3/min
根據上述計算，綜掘麵配風量需大於470 m3/min，(7.8 m3/s)。
取540 m3/min(9 m3/s)。
④ 按風速驗算： 0.25×Sj≤Q掘≤4×Sj：
2.83 m3/s≤9m3/s≤45.2 m3/s，符合要求。
⑤掘進麵總風量：
兩個盤區共布置四個綜掘麵。
礦井掘進麵風量共計：∑Q掘進=4×9m3/s=36m3/s。
(3)、盤區硐室通風計算
獨立通風的硐室為爆破材料庫1個，盤區變電所2個，每個硐室風量均為：120m3/min，(2m3/s)，則
ΣQ硐=3×120=360m3/min=6m3/s
(4)、其它巷道通風計算
其它巷道通風按采掘配風的5%進行估算：
∑Q其它=(∑Q采+∑Q掘+ΣQ硐)×K=(54+36+6)×5%=4.8m3/s
(5)礦井風量總計為
Q總=(∑Q回采+ ∑Q掘進+∑Q硐室+∑Q其它)×K
=(54+36+6+4.8)×1.2=120m3/s=7200m3/min
(6)各用風地點的風量配置如下
二個回采工作麵：18m3/s×2= 36m3/s(各工作麵18 m3/s)
二個準備工作麵：9m3/s×2= 18m3/s(各工作麵9 m3/s)
四個綜掘麵：9 m3/s ×4= 36m3/s(各掘進頭9 m3/s)
3個獨立通風硐室： 2 m3/s ×3 = 6 m3/s
其它用風：24 m3/s
礦井總風量120 m3/s。
3、風壓及等積孔
① 通風負壓
通風摩擦阻力按h摩= S3(α·L·P·Q2)，並考慮15%的局部摩擦阻力計算。
經計算，風井通風負壓為：1085.19～1561.79Pa。
負壓計算見表6—2—1《通風容易時期負壓計算表》;6—2—2《通風困難時期負壓計算表》。
見圖6—2—1《通風容易時期通風係統平麵圖》;6—2—2《通風困難時期通風係統平麵圖》。
② 等積孔
從通風等積孔可以看出，礦井屬通風容易礦井，即小阻力礦井。
第三節 災害預防及安全裝備
一、 預防瓦斯及煤塵爆炸措施
本礦井為低瓦斯礦井，且無煤塵爆炸危險性。 15號煤層采用盤區暗斜井開拓延深方式，主要大巷和工作麵順槽均布置在15號煤層中。當礦井在建設和生產中，接近或揭露煤層後，掘進和采煤過程中，將受到瓦斯湧出的影響，其影響嚴重程度依次為采煤、掘進和煤層巷道，因此，設計采取的措施主要是在巷道布置及通風方麵。
為保證礦井在生產中穩產、高產，滿足各作業地點有足夠的風量，並使巷道內有合適的風速，防止生產過程中瓦斯濃度超限，通風是防止瓦斯積聚的行之有效的方法，礦井通風必須做到有效、穩定和連續不斷，使采掘工作麵和生產巷道中瓦斯濃度符合《煤礦安全》規定要求，為此，礦井采用一區、一麵集中生產，合理配風，盡可能地減少頭麵和輔助巷道用風。
在盤區巷道布置上主要大巷采用膠帶進風巷、軌道進風巷，專用回風巷，三條大巷均布置在15號煤層中，且為防止煤層自燃、風化和瓦斯湧出，主要巷道均采用錨噴支護，用噴射混凝土封閉巷道周圍;回采工作麵全部布置3條順槽，采用2進1回通風方式，保證工作麵回采所需的風量及上隅角、采空區瓦斯的排放，有利於降低工作麵上隅角及回風巷瓦斯濃度;井下所有通風設施均按設計要求設置在穩定的巷道及圍岩中，使礦井形成一個穩定、可靠的通風係統。
二、預防井下火災措施
本礦井所采15號煤層屬容易自燃煤層，同時外因也有可能引發井下火災。因此，井下防滅火需堅持以預防為主，綜合治理的原則，本次設計采用了綜合預防煤層開采過程中發生火災的措施。
1、防止工作麵采空區遺留浮煤自然發火措施為噴射阻化劑。在回采工作麵膠帶、軌道順槽各配備一台WJ—24型阻化劑發射泵，主要技術參數為：壓力2～3Pa;最大射程715m;流量2.4m3/h，吸水高度≤5m;防爆電機功率2.2Kw;電壓380/660v，外型尺寸1500×490×600(mm)。阻化劑采用10%氯化鈣或15%氯化鎂配比溶液。
采空區噴灑工作安排在每班放頂前進行，從工作麵上、下端頭處兩槍相向噴灑，在工作麵中相遇噴灑完畢。向采空區噴灑阻化劑一次噴灑量按下式計算：
=1.2×0.9×180×1.8×0.1×0.058÷1.05
=1.94(m3)
式中：V——工作麵一次噴灑阻化劑量，m3;
K1——易自燃部位噴藥加量係數，取1.2;
K2——單位體積散煤重量，0.9t/m3;
L——工作麵長度，180m;
S——一次噴灑寬度，按每班循環進度計算，取1.8m;
h1——浮煤厚度，0.1m;
A1——噸煤吸液量，0.058t/t;
g——阻化劑容量，取1.05t/m3
噴灑阻化劑隨回采班進行，同時要求礦方要定期檢測阻化劑阻化率及時調整阻化劑配比及材料，以適應煤層阻隔燃要求。
2、開拓開采方麵的措施
① 主要開拓巷道、盤區巷道、硐室工程均采用錨噴支護，封閉煤體。工作麵順槽選用錨杆不燃性材料聯合支護。工作麵選用綜采工藝，金屬支架支護。當回采工作麵回采結束後，立即將順槽密閉。另外，對於廢棄的巷道和盲巷要及時封閉。
② 工作麵采用綜合機械化一次采全高後退式開采，減少工作麵丟煤。
③ 采煤工作麵采至停采線時，必須采取措施使頂板冒落嚴實。
3、通風方麵的措施
工作麵為後退式回采，減少了采空區漏風。調節風門、風門、風牆和風橋等通風設施，設置在圍岩堅固、穩定的煤柱內，避免引起采空區或附近煤柱裂隙使漏風的增大。
4、監測方麵的措施
礦井生產過程中，根據工作麵的實際回采情況，要加強防火監測工作，按自燃煤層監測標準配齊CO監測傳感器，配備氧氣測量報警儀、多種氣體檢定器、人工巡回檢測氣體成份，防患於未然。
5、煤層注水措施
在工作麵回采過程中，實施工作麵預注水，增加煤體內水分。
6、井下機電設備硐室防火措施
井下主要機電設備硐室，如中央水泵房、變電所的通道內均裝設了防火柵欄兩用門。上述設備硐室及通道，與之相連接的井底車場巷道，盤區大巷、煤倉上下口裝卸載硐室的支護設計均選用混凝土或錨噴支護。
7、井下電氣設備的防火措施
井下電氣設備選型均按照礦用隔爆型選擇，電氣設備不得超負荷運行，操作電氣設備執行《煤礦安全01manbetx 》第446條的規定。井下嚴禁帶電檢修、搬遷電氣設備。
井下電纜全部選用礦用阻燃型，符合MT818標準的橡套軟電纜。除手持式或移動式設備的電纜外，其它電纜均采用在巷道壁或巷道頂板用電纜掛架敷設的方法。
井下供配電裝置均有完善的短路、過載、斷相保護，配備安全監控設施，使電氣設備常處於安全運行狀態。
8、膠帶輸送機防火措施
暗斜井及大巷膠帶采用阻燃抗靜電膠帶，帶式輸送機及各種電氣元器件均為隔爆型，滾筒、襯墊及非金屬材料均要抗靜電及阻燃，並設置01manbetx 規定的所有保護裝置。
在膠帶輸送機頭設自動灑水、滅火裝置，水源取自井下消防、灑水供水係統。設置多孔噴霧裝置，配備25m膠管、滅火器材、0.2m3的沙箱及消防鍬。
井下巷道固定照明選用DGG型礦用節能熒光燈具，以保證巷道有充足的照明，從而在輸送機發生02manbetx.com 時能夠有效施救。
9、井下消防灑水係統
井下消防與灑水共用管路，按《煤炭工業礦井設計規範》和《煤礦01manbetx 》要求，井下消防灑水管道布置到所有的采掘工作麵、溜煤眼、運輸機轉載點、回采工作麵的回風道和運輸巷。供水主管為管徑D108 mm的鋼管，按規定膠帶機巷每50m設1處支管和閥門，其它巷道每100m設1處支管和閥門。井下消防灑水管網在各主要硐室的通道口均設有消火栓，硐室內均配置消防器材。
在每個盤區暗斜井井底車場附近巷道內布置井下消防材料庫，並配備了足夠的防滅火材料和用具，配備了裝好消防材料和器材的礦車3個。
三、粉塵的綜合防治
本礦井15號煤沒有煤塵爆炸危險性。故井下不考慮設置防止煤塵爆炸的工程設施。
(一)綜合防治措施
1. 采掘工作麵配備了噴霧灑水降塵管路係統，降低工作麵粉塵。
2. 采掘麵要采取采掘機器截煤噴霧、液壓支架移架噴霧、普掘麵濕式鑿岩，放炮噴霧、裝岩(煤)灑水、通風除塵等措施，並對工作麵人員配備防塵安全帽進行個體防塵。
3. 井下建立了可靠的消防、降塵灑水係統，在采掘工作麵、運煤轉載點、煤倉上口等易產生粉塵地點設置噴霧降塵裝置，抑製粉塵飛揚。參見附圖《井下消防灑水係統圖》。
4. 在工作麵輸送機順槽、回風順槽及回風大巷中及時監測各巷道風速，嚴格控製風速超限。
5. 定期清掃和衝洗巷道周壁，減少粉塵積存。
6. 井下必須采取嚴格措施防止明火、電火花、電弧等的產生。
(二)煤體注水防塵
1. 注水方式
工作麵煤體注水采用靜壓注水方式，注水孔沿工作麵軌道順槽一側布置，利用鑽機打注水鑽孔，進行單向長鑽孔注水，為使注水能充分滲透煤層，且避免與工作麵相互幹擾，注水需超前工作麵60m提前注水。供水水源引自井下消防灑水管道，多孔注水時，隻需將每個孔中的主水管通過膠管和閥門聯結在供水幹管上即可進行注水，如果壓力不超過1.0MPa，為了記錄每個鑽孔的注水量，可在膠管中間安裝流量表。
2. 注水參數
⑴ 鑽孔直徑：Φ75mm。
⑵ 鑽孔長度：150m。
⑶ 鑽孔角度：在水平麵上垂直煤壁，在垂直麵上與煤層傾角相同。
⑷ 鑽孔間距：10m。
⑸ 封孔長度：8m。
⑹ 封孔方式：封孔器封孔。
⑺ 注水壓力為：2450 kPa。
3、注水量
(1)鑽孔注水量
Q=LBMγ(W1-W2)K
式中：Q——單孔注水量，m3;
L——工作麵長度，L=180m;
B——鑽孔間距，B=10m;
M——煤層厚度，15號煤為2.51m;
γ——煤的密度，γ=1.46t/m3;
W1——注水後要求原煤達到的水分，取4%;
W2——注水前原煤水分，按檢驗報告取1.97%;
K——考慮圍岩吸收水分、水的損失和注水不均勻係數，取1.8;
則單孔注水量：
Q=180×10×2.51×1.46×(4%-1.97%)×1.8=231.1(m3)。
(2)礦井日注水量
QH=KG(W1-W2)=1.8×2727×(4%-1.97%)=99.6(m3)。
QH——礦井日注水量，m3;
G ——工作麵日產量，G=2727 t;
(3)注水流量
我國長孔靜壓注水，注水流量一般取0.001~0.027 m3/h.m，結合本礦井15號煤層特點，取0.02 m3/h.m，則 V= 0.02m3/h.m×150m = 3 m3/h
(4)鑽孔注水時間
T= Q÷V =231.1 ÷ 3 ≈77(h)
按上式計算，靜壓注水每天全日製注水，單孔注水時間為77h，4天可注完單孔總注水量231.1m3。
根據工作麵日推進度4.6m計算，4天推進約20m，故，注水區段取20m，安排2個間距10m的鑽孔同時注水，4天注完，每天注水量為144m3。
4、注水設備
煤層注水鑽機：采用MK—4型鑽機施工。
封孔機：SLB-Ⅱ型水泥砂漿封孔泵1台。
封孔材料：用水泥、砂、石膏封孔，配料比為1:1:0.2。
煤層注水設備詳見表3—2—1。
5. 封孔材料
采用水泥、砂、石膏封孔，配料比為1:1:0.2。
表3—2—1 煤層注水設備明細表
四、預防井下水災的措施
根據井田水文地質條件和礦井充水因素綜合分析(見第一章第二節)，井田開采15號煤層礦井水文地質類型應屬簡單類型。
(一)在開拓及采掘過程中主要采取以下防治水措施
1. 在礦井建設和生產期間要進一步加強水文地質勘探工作，進一步摸清水文地質條件，切實掌握水文地質資料及其變化規律，為防治水提供科學依據，做到有針對性的防治。
2. 對於落差較大的斷層要嚴加控製，開采時要留足煤柱，掘進工作麵接近斷層時，必須打超前鑽孔探水，做到有疑必探，先探後掘，邊掘邊探，並采取防治水措施。
3. 在每個工作麵順槽掘進前，要對上部9號煤層采空區積水進行調查，有針對性地向上打鑽孔進行放水，采掘工作麵順槽低窪處要布置積水坑，配備排水泵及管路。
4. 為了防止勘探鑽孔溝通第四係和各含水層，在回采(掘進)工作麵接近鑽孔前，應嚴格檢查封孔質量。對於未完全封閉或封閉不合格的鑽孔，應采取相應措施防止通過鑽孔導水，湧入井下。
5. 根據《水文地質規程》、《煤礦01manbetx 》，要查清小窯、老空區的具體位置、采掘情況、積水情況，圈出積水警戒線，當進入積水警戒線後，必須超前探放水，並在距積水實際邊界20m處，停止掘進，進行探放水。
(二)防水安全煤柱的留設
按《煤炭工業礦井設計規範》規定，井田邊界每側留設20m。采區邊界每側留設10m。其它小斷層、陷落柱煤柱按規程計算留設。工作麵順槽之間煤柱20m。工業廣場、村莊、鐵路及地麵其它建(構)築物要按《煤炭工業礦井設計規範》規定的等級留設安全煤柱。其中工業場地、風井場地保護等級為一級，地麵圍護帶寬度位20m;其它地麵建築保護等級按2~4級留設，圍護帶寬度分別為15m、10m、5m。計算安全煤柱時，根據礦井地質報告，參照晉城煤業集團老區的參數，表土層移動角取45°，基岩移動角取72°。
(三)井下探防水措施
1. 堅持“有疑必探，先探後掘”的原則。
2. 在采掘過程中，根據《煤礦防治水工作條例》，對於推測的或不能夠實測的小窯采掘位置，在距離推測位置150m處，開始執行“先探後掘”，探測前進。對於實測準確的小窯采掘位置，在距離其60m處，要開始探測前進，避免無計劃貫通。
3. 作業人員必須嚴格遵守《煤礦安全規程》有關規定及01manbetx 、作業規程，熟悉井下避災路線。
4. 在探放水過程中必須加強瓦斯監測，在打鑽地點下風側配置一個便攜式瓦檢儀(應懸掛鑽孔下風側1.0～1.5米，距離煤幫0.2～0.5米，與鑽孔同高的位置)，當瓦斯濃度達到1%時停止打鑽，切斷電源，撤出打鑽地點至前方工作麵全風壓新鮮風流中，采取措施，使瓦斯濃度降到1%以下時，方可恢複作業。
5. 鑽進操作中，要做好“三看，兩聽，一及時”，仔細判斷孔內情況，“三看”即看給進壓力及進尺速度，看泵壓表和孔口返水情況，看水接頭情況;“兩聽”即聽機器運轉聲音，聽孔內震動聲;“一及時”即發現異常情況及時處理。
6. 若發現工作麵有煤岩鬆軟、片幫、透水、突水、來壓或鑽孔中水壓水量突然增大、瓦斯突出、頂鑽等異常情況時，必須立即停止鑽進，切斷電源，但不得拔出鑽杆;人員按避災路線撤出，並向調度室和有關單位彙報，待方案確定後方可進行處理。
7. 嚴格按照施工圖紙所規定的鑽孔位置、方位角、傾角和深度進行施工，確保各參數在允許誤差範圍內。
8. 作業過程中，若發現煤層發潮、煤壁掛汗、巷道發冷或出現霧氣、有頂板來壓和底鼓現象、工作麵有害氣體增加等水災02manbetx.com 預兆時，必須立即停止鑽進，切斷電源，人員按避災路線撤出，並向調度室和有關單位彙報，待方案確定後方可進行處理。
(四)排水設施
盤區設有盤區水倉，水倉有效容量為800 m3。二盤區的礦井湧水由管路經過材料暗斜井、620大巷泵送至620中央水倉，再由水泵通過管路經行人斜井排至地麵汙水處理站。
二盤區的礦井湧水由管路經過材料暗斜井、695大巷泵送至695中央水倉，再由水泵通過管路經副斜井排至地麵汙水處理站。
局部巷道低窪處設積水坑，由小水泵、管路係統把水導入到巷道水溝中排出。
每個盤區開采預計正常湧水量為200m3/h，最大湧水量為375 m3/h，盤區水倉可滿足4h正常湧水量。
各中央水倉、盤區水倉均符合《煤礦安全規程》要求，且當一個水倉清理時，另一個水倉要保證正常使用。
695水平、620水平井底水泵房按《煤礦安全規程》第279條的要求，留有2個出口，一個出口用斜巷通到斜井井筒，出口標高大於井底車場底板標高7m以上，另一出口通到井底車場並在通道內設置易於關閉的既能防水又能防火的密閉門。泵房和水倉的連接通道，應設置可靠的控製閘門。泵房及通道底板高於井底車場底板標高0.5m。
設計的排水設備及排水管路均符合規程要求。
綜上所述，以上防治水措施和井下排水設施，能夠保證礦井安全生產。
五、井下安全監控設備選型及布置
(一)監控係統
本礦已有一套KJ86N型煤礦環境安全監測及生產監控係統。KJ86N監控係統采用CAN總線傳輸方式，傳輸接口、總線擴展器、信號轉接器、多功能監控器、傳感器、光纜和信號電纜等組成。係統可對瓦斯、風速、負壓、煙霧、溫度、一氧化碳、饋電狀態等參數及井下主要風門的開閉狀況進行連續監測，對掘進工作麵實現風電瓦斯閉鎖。
在綜合辦公樓內設置信息中心，裝設安全生產監控係統主機、大屏幕顯示器等設備。
(二)井下監控設備選型
井下監控設備必須取得MA標誌準用證和防爆合格證。
井下采用本質安全型煤礦安全監控設備，安全監控設備之間的輸入輸出信號必須為本質安全型信號。
安全設備之間必須采用礦用阻燃電纜連接，嚴禁與調度電話線和動力電纜共用。
係統必須具備甲烷斷電儀和瓦斯風電閉鎖裝備的全部功能，並且當電網停電後，必須保證正常工作時間不小於2小時。
為防治雷電通過礦井安全監控係統引起井下瓦斯爆炸，係統必須具有防雷保護，具有斷電狀態和饋電狀態監測、報警、顯示、存儲和打印報表功能。
本礦井KJ86N係統符合煤礦安全技術要求，本次設計充分利用該係統設備和元器件，從九號煤+695中央變電所至十五號煤層。
監控設備的功能、型號及數量
1. 監測監控KJ86N係統是CAN總線製式。本安電源斷電儀與某控製器聯接起到“瓦斯—風—電”閉鎖作用。
2. 本安電源兼斷電儀：型號KDK-600/18，數量為6個，瓦斯超限自動斷電，並傳輸給中心有關參數。
3. 信號轉換器：型號KJF-Z，數量為2個。
4. 總線擴展器：型號KJF-U，數量為2個。
5. 斷電儀： 型號KDK-600/18，數量為6個。
6 多功能監控器： 型號KJF-F，數量為8個。
7. 甲烷傳感器：型號GJC4，數量為8個，具有超限聲光報警功能。
8. 風速傳感器：型號KG3088，數量為8個。
9. 一氧化碳傳感器：型號GTW-300/65，數量為14個。
(三)傳輸設備及器材選擇
1. 傳輸設備及器材型號、數量
巷道幹線：MHYVP 2X3.3+2X0.85 礦用信號電纜，1500 m。
2. 監測設備設置
監測設備設置的主要地點有：井下機電硐室、泵房、采掘工作麵及運輸順槽和回風順槽、主運輸大巷、回風大巷等位置。詳細布置見附圖《監測監控傳感器布置圖》。甲烷傳感器、一氧化碳傳感器、溫度傳感器應垂直懸掛，距頂板(頂梁)不得大於300mm，距巷道壁不小於200mm。
⑴ 回采工作麵傳感器選型及配置
傳感器類型、位置、數量：
甲烷傳感器采用常規載體催化元件，1~2年後需要更換，該類傳感器技術成熟、工作穩定、價格便宜，缺點是使用壽命短。
工作麵順槽采用“兩進一回”，在工作麵上隅角設甲烷傳感器和一氧化碳傳感器各1個，在工作麵回風順槽距回風大巷10m～15m處設1個一氧化碳傳感器和1個溫度傳感器。
傳感器的報警、斷電、複電濃度，斷電範圍：
上隅角甲烷傳感器報警濃度≥1.0%;斷電濃度≥1.0%;複電濃度<1.0%。
斷電範圍：工作麵及回風巷內的全部非本質安全型電氣設備。
上隅角及順槽口一氧化碳傳感器報警濃度為≥0.0024%CO，不參與斷電
順槽口溫度傳感器報警值為30℃，不參與斷電。
⑵ 掘進工作麵傳感器選型及配置
傳感器類型、位置、數量：
甲烷傳感器仍采用常規載體催化元件，優缺點同上。
距掘進工作麵小於5米處安裝1個甲烷傳感器;掘進巷道與回風巷相連的巷道口10m～15m處安裝1個甲烷傳感器。
甲烷傳感器與本安電源兼斷電儀設在進風順槽，實現“瓦斯——風——電”閉鎖。
傳感器的報警、斷電、複電濃度，斷電範圍：
工作麵甲烷傳感器報警濃度≥1.0%;斷電濃度≥1.5%;複電濃度<1.0%。
斷電範圍：掘進巷道內全部非本質安全型電氣設備。
⑶ 其它地點傳感器選型及配置
①井下機電硐室
傳感器類型、位置、數量：
甲烷傳感器仍采用常規載體催化元件，優缺點同上。
變電所和膠帶機頭、機尾各設置1個溫度傳感器，報警值為34℃。
膠帶機滾筒下風側10m～15m處設置一氧化碳傳感器、煙霧傳感器，一氧化碳傳感器報警濃度為0.0024%CO，不參與斷電
②回風巷設測風站
回風井30米處、各測風站10米範圍內，巷道平直、斷麵一致，且不能堆放任何雜物，以保證站內風流平穩。
上述回風巷測風站均設置1個風速傳感器，1個一氧化碳傳感器。
一氧化碳傳感器報警濃度為0.0024%CO ，不參與斷電。
③局部通風機監控
傳感器類型、位置、數量
甲烷傳感器仍采用常規載體催化元件，優缺點同上。
設備開停傳感器采用開關量通斷類型。
④回風巷
回風巷設置1個一氧化碳傳感器，報警濃度為0.0024%CO ，不參與斷電。
以上各類傳感器均具有回檢、自檢、巡檢功能，各類傳感器符合《煤礦安全規程》和《煤礦安全監控係統及檢測儀器使用管理規範》AQ1029-2007要求。
六、礦井救護
山西晉城無煙煤礦業集團有限責任公司礦山救護大隊與王台鋪礦簽訂有煤礦救護協議書，救護大隊距離王台鋪礦不到5km，可以在30分鍾內到達該礦進行救護，故，本礦井自身不再設立救護小隊，依托山西晉城無煙煤礦業集團有限責任公司礦山救護大隊進行礦井救護。
副斜井采用1台2JK2×1A/30型雙筒纏繞式提升機，提升機最大靜張力60kN，最大靜張力差40kN，最大提升設備質量為10t(包括平板車)，現15號煤開采支架重18t，顯然副斜井提升機無法滿足提升要求，因此需要另選一個慢速絞車臨時擔負提升大件設備的要求。
副斜井采用雙鉤提升，裝備一部雙滾筒提升機，負責材料、設備提升。
1.提升機選型計算依據
1t礦車質量：G1=590kg;
1t礦車載重：G2=1000g(按矸石考慮)
最大件質量：G3=18000kg
平板車質量：G4=1500kg
井筒傾角：α=20°
井筒斜長：L=285m
2、提升機靜張力驗算過程：
(1)提升機所需最大靜張力差(初選鋼絲繩自重按3.0kg/m計)：
提材料、矸石時(每次提放4個車)：
F1=n×(G1+ G2)×(Sinα+f1×cosα)×g+ P×L×(Sinα+f2×cosα)×g
=4×(590+1000)×(Sin20°+0.01×cos20°)×9.81+3.0×285×(Sin20°+0.2×cos20°)×9.81
=26371N
下大件設備時：
F2=(G3+ G4)×(Sinα+f1×cosα)×g+ P×L×(Sinα+f2×cosα)×g
=(18000+1500)×(Sin20°+0.01×cos20°)×9.81+3.0×285×(Sin20°+0.2×cos20°)×9.81
=71669N
2JK2×1A/30型雙筒纏繞式提升機最大靜張力60kN，最大靜張力差40kN，根據以上計算，隻能提升普通設備，不能提升大件設備。大件設備提升需要另選一部慢速絞車。
3、普通礦車提升鋼絲繩驗算
鋼絲繩現選用22NAT6×7S+IWR1570ZZ型鋼絲繩，直徑為φ22mm，自重1.7kg/m，最小鋼絲破斷拉力總和為286kN。
鋼絲繩安全係數為：
m=286000/26371=10.8，符合要求。
4、慢速絞車選型計算：
絞車所需最大靜張力(初選鋼絲繩自重按2.0kg/m計)：
提材料、矸石時(每次提放1個車)：
F=(G1+ G2)×(Sinα+f1×cosα)×g+ P×L×(Sinα+f2×cosα)×g
=(1100+2000)×(Sin20°+0.01×cos20°)×9.81+2.0×285×(Sin20°+0.2×cos20°)×9.81
=70188N
根據計算，選擇SDJ-32型絞車滿足提升要求，技術特征見表7—1—2。(二)材料暗斜井提升設備選型
根據提升物料和大件設備，設計選用兩部單滾筒絞車，其中：一部選用調度絞車，擔負普通材料設備及矸石的提升，另選用一部慢速絞車擔負大件設備的提升。
1.普通材料設備及矸石的提升絞車選型
(1)絞車選型計算依據
1t礦車質量：G1=590kg;
1t礦車載重：G2=1000kg
暗斜井傾角：α=20°
暗斜井斜長：L=214m
(2)絞車所需最大靜張力(初選鋼絲繩自重按2.0kg/m計)：
F=n×(G1+ G2)×(Sinα+f1×cosα)×g+ P×L×(Sinα+f2×cosα)×g
=3×(590+1000)×(Sin20°+0.01×cos20°)×9.81+2.0×214×(Sin20°+0.2×cos20°)×9.81
=18669N
根據計算選擇JTY-1.6B型絞車作為提升設備，技術特征見表7—1—2。
2. 慢速絞車選型
(1)慢速絞車選型計算依據
最大件質量：G3=18000kg
平板車質量：G4=1500kg
井筒傾角：α=20°
井筒斜長：L=214m
(2)慢速絞車所需最大靜張力(初選鋼絲繩自重按2.0kg/m計)：
F=(G3+ G4)×(Sinα+f1×cosα)×g+ P×L×(Sinα+f2×cosα)×g
=(18000+1500)×(Sin20°+0.01×cos20°)×9.81+2.0×214×(Sin20°+0.2×cos20°)×9.81
=69450N
根據計算選擇SDJ-32型絞車作為提升設備，技術特征見表7—1—2。
第三節 排水設備
礦井排水係統為分盤區排水，一盤區排水係統為：
工作麵→一盤區水倉→材料暗斜井→695水平大巷→695水平水倉→副斜井→地麵礦井水處理係統。
二盤區排水係統為：
工作麵→二盤區水倉→→材料暗斜井→620水平大巷→620水平水倉→行人斜井管路→地麵礦井水處理係統。
一、 620水平水泵房設備驗算
620水平水泵房設備為原有設備，根據排水要求對排水設備驗算如下：
盤區正常湧水量200m3/h，最大湧水量375m3/h，+620水平水泵房至地麵排水線路長度為634m，排水高度為175m。
1.水泵參數驗算
水泵流量計算：
正常湧水時水泵排水能力為：Q1=200×1.2=240m3/h
最大湧水時水泵排水能力為：Q2=375×1.2=450m3/h
水泵揚程驗算:
Hr=Hg+Hx+△H
式中：
Hr——測地高度;
Hg——排水高度，175m;
Hx——吸水高度，5m;
△H——管路阻力損失，12m;
水泵揚程為：Hr =192m
620水平水泵房水泵型號為：MD280—43×7，其額定揚程為301m，額定流量為280m3/h，電機功率360kW、電壓6kV。設計共選用三台水泵：其中一台工作，一台備用，一台檢修。
排水管路為兩趟D219×8鋼管正常湧水時1趟工作，1趟備用。最大湧水時2趟同時工作。
根據以上計算，排水設備滿足工作要求，可以繼續使用。
二、 二盤區盤區水泵房排水設備選型
二盤區湧水量100m3/h，排水線路長度為2800m，高差為35m;
1. 水泵選型
水泵流量計算：
湧水時水泵排水能力為：Q1=100×1.2=120m3/h
水泵揚程計算:
Hr=Hg+Hx+△H
式中：
Hr——測地高度;
Hg——排水高度，35m;
Hx——吸水高度，5m;
△H——管路阻力損失，42m;
水泵揚程為：Hr =72m
據此選擇水泵型號為：MD155—30×4，其額定揚程為120m，額定流量為155m3/h，電機功率90kW、電壓660V。設計共選用三台水泵：其中一台工作，一台備用，一台檢修。
排水管路選取D219×8鋼管。管路共選用兩趟，正常湧水時1趟工作，1趟備用。最大湧水時2趟同時工作。
2. 排水係統工況點
經計算，管路阻力係數為：
新管時R1=0. 002040510，舊管時R2= 0.003468886。
管路特性曲線方程：
新管 H=Hr+R1Q2=40+0.002040510Q2
舊管 H=Hr+R2Q2=40+0.003468886Q2
在泵房內采用法蘭連接，在巷道中采用柔性管接頭連接。為有效地防止水錘衝擊對水泵及管道的損害，采用微阻緩閉止回閥，以便有效地消除水錘力。
水泵工況特性曲線見圖7-3-1。
三、 一盤區水泵房排水設備選型
一盤區正常湧水量200m3/h，最大湧水量375m3/h， 一盤區水泵房至地麵695水平水泵房排水線路長度為2140m，排水高度為50m。
1.水泵參數驗算
水泵流量計算：
正常湧水時水泵排水能力為：Q1=200×1.2=240m3/h
最大湧水時水泵排水能力為：Q2=375×1.2=450m3/h
水泵揚程計算:
Hr=Hg+Hx+△H
式中：
Hr——測地高度;
Hg——排水高度，50m;
Hx——吸水高度，5m;
△H——管路阻力損失，32m;
水泵揚程為：Hr =87m
620水平水泵房水泵型號為：MD280—43×3，其額定揚程為129m，額定流量為280m3/h，電機功率160kW、電壓6kV。設計共選用三台水泵：其中一台工作，一台備用，一台檢修。
排水管路為兩趟D273×10鋼管正常湧水時1趟工作，1趟備用。最大湧水時2趟同時工作。
2. 排水係統工況點
經計算，管路阻力係數為：
新管時R1= 0.000727286，舊管時R2= 0.001236386。
管路特性曲線方程：
新管 H=Hr+R1Q2=180+0.000727286Q2
舊管 H=Hr+R2Q2=180+0.001236386Q2
在泵房內采用法蘭連接，在巷道中采用柔性管接頭連接。為有效地防止水錘衝擊對水泵及管道的損害，采用微阻緩閉止回閥，以便有效地消除水錘力。
水泵工況特性曲線見圖7-3-2。
四、 695水平水泵房排水設備驗算
一盤區盤區水泵房排至695水平水泵房正常湧水量200m3/h，最大湧水量375m3/h，695水平水泵房至地麵排水線路長度為285m，排水高度為100m。
1.水泵參數驗算
水泵流量計算：
正常湧水時水泵排水能力為：Q1=200×1.2=240m3/h
最大湧水時水泵排水能力為：Q2=375×1.2=450m3/h
水泵揚程計算:
Hr=Hg+Hx+△H
式中：
Hr——測地高度;
Hg——排水高度，100m;
Hx——吸水高度，5m;
△H——管路阻力損失，12m;
水泵揚程為：Hr =117m
695水平水泵房安裝有2台MD280—43×4水泵額定流量為280m3/h，揚程172m，由山西黎城泵業公司製造，2005年安裝投運;配套電機型號JS137—4，260kW，6kV。1台200D—43×7水泵額定流量為288m3/h，揚程285m，由長沙泵業公司製造，1983年投運;配套電機型號JS137—4，360kW，6kV。
排水管路為兩趟D219×8鋼管正常湧水時1趟工作，1趟備用。最大湧水時2趟同時工作。
根據以上計算，排水設備滿足工作要求，可以繼續使用。
第四節 壓縮空氣設備
王台鋪礦地麵空氣壓縮機站共有4台空氣壓縮機，其中兩台美國壽力LS25S—300HAC型螺杆空壓機，2006年8月安裝;兩台北京第一通用機械廠L5.5—40/8型空氣壓縮機，1991年投運。4台空氣壓縮機兩用兩備。
1. LS25S—300HAC螺杆空壓機主要參數：
容積流量：38.6m3/min;進氣壓力：1Bar(a);排氣壓力：8Bar(g);最大調節壓力：8.6Bar(g);主電機型號：447TSC—4，功率224kW;機組淨重(帶隔音罩)6500kg。
2. L5.5—40/8空壓機性能參數：型號：L5.5—40/8;形式：L型雙缸二級複動水冷;排氣量：40m3/min;額定壓力：0.7MPa，功率： 230kW;重量：3900kg。
15號煤層布置有2個綜掘工作麵。巷道支護方式均為錨杆、錨噴支護。用風工具使用情況見表7-4-2。
=1.2×1.15×1.0×(4×5×0.9+8×4×0.9+2×8×0.9)=84(m3/min)
式中：α1——沿管道全長的漏風係數，取1.2
α2 ——風動工具的磨損耗氣量增加係數 ，取1.15
γ——海拔高度修正係數，取1.0
mi ——同型號風動工具同時使用台數
qi ——每台風動工具的耗氣量(m3/min)
Ki ——同型號風動工具同時使用係數
根據以上計算，地麵壓縮空氣站可以滿足生產需要。
第八章 電 氣
第一節 礦井供配電
一、供電電源
礦井原有雙回35kV電源引自晉煤集團公司老區110kV區域變電站35kV係統不同母線段，本次設計礦井生產能力不增加，供電電源不作變動。
礦井供電電源地理接線插圖見圖8—1—1。
二、電力負荷
本礦井原供電係統能滿足210萬噸/年生產能力，十五號煤開拓延深設計生產能力180萬噸/年分兩個階段設施，初期由九號煤九五盤區和十五號煤二盤區組成，後期全部由十五號煤一盤區、二盤區組成。本次設計地麵電力負荷不變，井下電力負荷分初期、後期統計計算。
1、初期井下電力負荷
⑴ 根據現場提供九五盤區供電負荷：有功功率1662.72kW;無功功率332.54kvar;視在功率1995.65kVA。
⑵ 十五號煤井下電力負荷(二盤區)
設備總台數 89台
設備工作台數 61台
設備總容量 4741.1kW
設備工作容量 4013.1kW
計算有功功率 2670.45kW
計算無功功率 2646.71kvar
計算視在功率 3759.84kVA
自然功率因數 0.71
補償容量 2000kvar
補償後
視在功率 2747.65kVA
功率因數 0.97
⑶ +695中央泵房負荷：有功功率436.80kW;無功功率為270.70kvar;視在功率513.88kVA。
⑷ 總負荷(考慮0.85同時係數)：有功功率4054.48kW;無功功率為1062.46kvar;視在功率4191.37kVA。
2、後期井下電力負荷
⑴ 十五號煤井下電力負荷(二盤區+一盤區)
設備總台數 182台
設備工作台數 128台
設備總容量 9714.20kW
設備工作容量 8231.20kW
計算有功功率 5619.61kW
計算無功功率 5447.43kvar
計算視在功率 7826.53kVA
自然功率因數 0.72
補償容量 3500kvar
補償後
功率因數 0.97
視在功率 4576.82kVA
⑵ +695中央泵房負荷：有功功率436.80kW;無功功率為270.70kvar;視在功率513.88kVA。
⑶ 總負荷(考慮0.8同時係數)：有功功率4932.49kW;無功功率為1117.13kvar;視在功率5057.41kVA。
3、噸煤電耗
初期噸煤電耗：8.82kW·h/t;後期噸煤電耗：10.06kW·h/t。
井下電力負荷統計表見表8—1—1，8—1—2。變壓器選擇見表8—1—3， 8—1—4。
三、地麵供配電
本次設計隻對十五號煤井下開拓延深，地麵供配電係統不作變動。地麵工業場地現有的35/6kV變電所，仍擔負工業場地、選煤廠、主通風機、排矸井、井下等用電負荷。
四、井下供配電
1、供電方式
初期在十五號煤二盤區設盤區變電所，雙回6kV電源引自+695水平中央電所不同母線段。後期在一盤區設盤區變電所，雙回6kV電源仍引自+695水平中央電所不同母線段。根據現場提供資料，目前+695水平中央電所雙回6kV電源引自地麵工業場地35/6kV變電所不同母線段，下井電纜型號為MYJV22-6kV-3×150mm2，供電距離約1200m。
2、下井主電纜驗算及選擇
⑴ 十五號煤投產初期
井下最大負荷為Smax=4191.37kVA，計算電流為403A。
按經濟電流密度J=2.25選擇電纜截麵應為：Sj = J(I)=179mm2。
⑵ 十五號煤投產後期
井下最大負荷為Smax=5057.41kVA，計算電流為486A。
按經濟電流密度J=2.25選擇電纜截麵應為：Sj = J(I)=216mm2。
⑶ 下井主電纜的選擇
原下井電纜MYJV22-6kV-3×150mm2載流量為359A，不能滿足生產用電要求，須更換為MYJV32-6kV-3×240mm2型礦用銅芯交聯聚乙烯絕緣細鋼絲鎧裝聚乙烯護套電力電纜，其載流量為497A，滿足井下用電要求。電纜敷設路徑不變。
3、二盤區變電所供電電纜的選擇
⑴ 按經濟電流密度選擇電纜截麵：最大負荷為Smax=2747.65kVA
Imax= = =264(A)查得銅芯導線經濟電流密度J=2.25A/mm2。計算單根下井電纜截麵為Sj = J(I)=117mm2，初步選用MYJV32 –6kV—3×120mm2型礦用銅芯細鋼絲鎧裝交聯電纜。
⑵ 按長時允許電流校驗電纜截麵：查表得知MYJV232 –6kV—3×120mm2電纜在空氣中敷設，溫度20℃時載流量為326A，滿足二盤區264A電力負荷。
⑶ 電纜的選擇
通過上述計算，確定二盤區變電所供電電纜型號為MYJV32-6kV-3×120mm2。沿膠帶運輸大巷敷設。
4、一盤區變電所供電電纜的選擇
⑴ 按經濟電流密度選擇電纜截麵：最大負荷為Smax=2948.43kVA
Imax= = =283(A)查得銅芯導線經濟電流密度J=2.25A/mm2。計算單根下井電纜截麵為Sj = J(I)=126mm2，初步選用MYJV32 –6kV—3×120mm2型礦用銅芯細鋼絲鎧裝交聯電纜。
⑵ 按長時允許電流校驗電纜截麵：查表得知MYJV32 –6kV—3×120mm2電纜在空氣中敷設，溫度20℃時載流量為326A，滿足一盤區283A電力負荷。
⑶ 電纜的選擇
通過上述計算，確定一盤區變電所供電電纜型號為MYJV32-6kV-3×120mm2。沿膠帶運輸大巷敷設。
5、主要設備的選擇
⑴ 二盤區變電所主要設備選擇
根據電力負荷統計，變電所設置16台BGP9L—6型礦用隔爆型高壓真空配電裝置(配置通訊接口)，設置2台KBSGZY—315/6、315kVA、6/0.69kV型礦用隔爆型移動變壓器，作為輔助運輸及井底低壓動力用，正常情況下兩台同時運行，在其中一台故障或檢修情況下，單台變壓器保證一二級負荷用電。負荷率9.86%。低壓開關選用BKD20礦用隔爆型真空開關，磁力起動器選用BQD23礦用隔爆型真空磁力起動器。
盤區水泵房采用2台KBSGZY—315/6、315kVA、6/0.69kV型礦用隔爆型移動變電站供電。
上倉膠帶機采用1台KBSGZY—500/6、500kVA、6/0.69kV型礦用隔爆型移動變電站供電。
膠帶運輸大巷設置1台BKSGZY—500/6、500kVA、6/0.69kV型礦用隔爆型移動變電站，作為大巷膠帶機供電用。
采煤工作麵設置1台KBSGZY—1250/6、1250kVA、6/1.2kV和2台KBSGZY—500/6、500kVA、6/0.69kV型礦用隔爆型移動變電站，作為工作麵動力用。
兩個掘進工作麵各設置1台KBSGZY—500/6、500kVA、6/1.2kV型礦用隔爆型移動變電站，作為掘進動力用。
兩個掘進工作麵設置1台KBSGZY—315/6、315kVA、6/0.69kV型礦用隔爆型移動變電站，作為局扇專用。
⑵ 一盤區變電所主要設備的選擇
根據電力負荷統計，變電所設置16台BGP9L—6型礦用隔爆型高壓真空配電裝置(配置通訊接口)，設置2台KBSGZY—500/6、500kVA、6/0.69kV型礦用隔爆型移動變壓器，作為輔助運輸及井底低壓動力用，正常情況下兩台同時運行，在其中一台故障或檢修情況下，單台變壓器保證一二級負荷用電。負荷率57.86%。低壓開關選用BKD20礦用隔爆型真空開關，磁力起動器選用BQD23礦用隔爆型真空磁力起動器。
膠帶運輸大巷設置2台BKSGZY—500/6、500kVA、6/0.69kV型礦用隔爆型移動變電站，作為大巷膠帶機供電用。
采煤工作麵設置1台KBSGZY—1250/6、1250kVA、6/1.2kV和2台KBSGZY—500/6、500kVA、6/0.69kV型礦用隔爆型移動變電站，作為工作麵動力用。
兩個掘進工作麵各設置1台KBSGZY—500/6、500kVA、6/1.2kV型礦用隔爆型移動變電站，作為掘進動力用。
兩個掘進工作麵設置1台KBSGZY—315/6、315kVA、6/0.69kV型礦用隔爆型移動變電站，作為局扇專用。
6、供配電電壓等級
采煤工作麵采用1140V、660V電壓等級，掘進工作麵采用1140V、660V電壓等級。
井底低壓動力、輔助運輸采用660V等級，煤電鑽和照明采用127V等級。
五、低壓電纜的選擇
盤區變電所向配電點饋出的供電電纜以及各支線至起動器到電動機的電纜按照MT818標準選擇，采用MYPTJ—3.6/6和MYP—0.66/1.14型礦用橡套電纜，電鑽和照明選用MZ—0.3/0.5型和MYQ—0.3/0.5型橡套電纜。
六、井下檢漏與接地保護
地麵變電所至井下中央變電所及盤區配電點的電纜線路上均要裝零序電流互感器和相應的漏電保護裝置，以實現對井下電纜漏電故障的檢測功能。
盤區變電所以及所有電氣設備硐室和各配電點均應設局部接地極。局部接地極、鎧裝電纜外皮、橡套電纜接地芯線通過接地幹線與中央泵房水倉中的主接地極組成總接地網，從接地網上任一局部接地極測得的總接地網電阻不得大於2歐。
七、井下照明
盤區變電所、井底車場、運輸大巷、采掘工作麵及運輸順槽、各配電硐室等地均選用節能型DGG—24/127YA礦用隔爆熒光燈做照明燈具，盤區變電所、井底車場、各配電硐室每3米安一盞，運輸大巷、采掘工作麵及運輸順槽每15米安一盞。為了提高照明供電可靠性與安全性，選用照明綜保成套設備。
第二節 監控、通信及計算機管理
一、安全生產監控與礦井自動化
本礦原有一套KJ86-N型煤礦環境安全監測及生產監控係統。KJ86-N係統采用CAN總線製式，由監控主機及其外設、傳輸接口、總線擴展器、多功能監控器、傳感器和總線電纜等組成。係統可對瓦斯、風速、負壓、煙霧、溫度、煤位、水位、一氧化碳等參數及井下主要風門的開閉狀況進行連續監測，對掘進工作麵實現風電瓦斯閉鎖，此外還對固定設備、采掘設備、供電係統等工況及相關參數進行連續監測。
主機連續不斷地輪流與各個多功能轉接器進行通信，多功能轉接器接到主機的詢問後，立即將該多功能轉接器接收的測點的信號傳給主機，各多功能轉接器又不停地將與之連接的各傳感器的信號(開關量、模擬量和累計值)進行檢測變換和處理，時刻等待主機的詢問，以將檢測的參數送至地麵。需要對井下設備進行控製時，主機將控製命令與幹線擴展器巡檢信號一起傳給多功能轉接器，再由多功能轉接器輸出傳給遠動設備。監控主機對接收到的實時信息進行處理和存盤，並將各種生產過程模擬量、測量參數表及各種實時參數和曆史曲線進行顯示或打印相關報表。
分別在井下采掘工作麵、盤區變電所、排水泵房多功能轉接器並在各相關地點設置相應的傳感器和遠動開關。
在礦調度室或通訊站內設置信息中心，裝設安全生產監控係統主機、大屏幕顯示器等設備。
十五號煤層二盤區變電所監測監控係統引自695水平中央變所區域控製器，沿695大巷、繞道聯絡巷經十五號煤上倉膠帶暗斜井敷設至十五號煤二盤區變電所。
一盤區監測監測監控係統引自二盤區變電所區域控製器，沿膠帶巷敷設至一盤區變電所。
在每個盤區設1個區域控製器、4多功能監控器，區域控製器設置在盤區變電所，多功能監控器分別設置變電所、運輸大巷、配電點。
二、通信及計算機管理
王台鋪礦已經建立起完善的生產調度、行政調度及通信設施，完全可以滿足礦井本次水平延深的需要。
十五號煤層二盤區變所通信電纜由695水平中央變所礦用隔爆組線箱引來，2根MHYA 50(2×0.78)對通信電纜沿695大巷、繞道聯絡巷經十五號煤上倉膠帶暗斜井敷設到二盤區變所礦用隔爆組線箱。
十五號煤層一盤區變所通信電纜由二盤區變電所礦用隔爆組線箱引來，2根MHYA 20(2×0.78)對通信電纜沿膠帶巷敷設到一盤區變電所礦用隔爆組線箱。
在盤變電所、泵房、膠帶機機頭硐室、配電點、采掘順槽設礦用隔爆電話機。
三、計算機管理
礦井已建立由決策層、管理層、數據接口層構成的管理係統。根據生產管理的需要，配置生產計劃、勞資計劃、銷售計劃、安全計劃、材料物資供應、固定資產管理、財務與成本中心、人力資源與黨政業務管理等軟件模塊。
本礦井已有完善的計算機管理係統網絡，采用100Mbps的Ethernet(以太網)交換機，網絡結構為星形，主幹網絡采用光纜傳輸方式，各建築內一般采用超五類電纜布線，並通過路由器與礦翼ITERNET相聯通。該網絡與礦井監控係統聯網，形成一個多層次、多媒體的礦井數據通信網絡。
四、人員考勤定位係統
十五號煤層人員考勤定位仍采用原KJ153係統，在主要進出口位置設置分站和傳感器，實時對井下作業人員進行定位考勤。並把信息進行儲存或打印。
第九章 職業安全衛生
第一節 概 述
一、設計範圍
王台鋪礦已經建立健全了職業安全衛生體係，本次設計任務為15號煤開拓延深設計。故，本篇章隻對井下職業危害因素進行分析，並提出防範措施。
二、 設計依據
1、《中華人民共和國礦山安全法》
2、國發[1987]105號關於《中華人民共和國塵肺病防治條例》的通知。
3、煤安安監字[2000]第17號關於發布《煤礦礦山救護工作暫行規定》的通知。
4、《礦井通風安全裝備標準》(MT/T5016-96)
5、勞動部勞字(1998)48號文《關於生產性建設工廠項目職業安全衛生監察的暫行規定》
6、(90)中煤總安字第171號文關於頒發《煤礦井下粉塵防治措施》(施行)的通知
7、《煤礦安全規程規程》及《煤炭工業礦井設計規範》
8、煤炭工業部製定的《礦井通風安全監測裝置使用管理規定》
9、勞動部第三號令《建設項目(工程)勞動安全衛生監察規定》
10、勞動部勞部發[1994]502號文關於印發《礦山建設工程安全監督實施辦法》的通知。
第二節 危險因素和危險程度
一、礦井災害因素分析
(一)水
1、井田地表河流均屬季節性河流，水量微小，有時甚至幹涸。井田內的水體在開采上覆3、9號煤層時，已經留設了煤柱，將來15號煤層開采時，在上覆已留煤柱的基礎上，根據《建築物、水體、鐵路及主要井巷煤柱留設與壓煤開采規程》規定，留設保安煤柱。一般情況下，不會影響15號煤層的正常開采。
2、頂板石灰岩含水層：太原組K2石灰岩是井田內主要含水層之一，王台鋪礦K2石灰岩其結構致密，裂隙不發育，含水性弱，對15號煤層開采影響不大。
3、底板突水：
根據地質報告提供的水文地質分析，本井田15號煤層開采中，不存在底板突水危險。
4、上覆采空區積水：
井田內3號煤層已基本采空，9號煤層亦部分采空， 3、9號煤層采空區均有不同程度積水。將來在開采15號煤層時，應對上部9號煤層采空區積水進行詳細的調查，並先進行排放，堅持“有疑必探，先探後掘”的原則，以保證礦井安全生產。
(二)火
礦井火災分為內因火災和外因火災。由於煤炭氧化自燃而產生的火災屬礦井內因火災，由於井下放炮、電流短路、摩擦及其它明火等引起的火災屬外因火災。根據地質資料，本礦井15號煤層為容易自燃煤層，因此，礦井必須采取綜合預防煤層自然發火和外因火災的措施。
(三)瓦斯
王台鋪礦15號煤層進行開采時，屬於低瓦斯礦井。但通風、瓦斯管理上必須充分認識礦井瓦斯的危險和危害性，嚴格執行“監測監控，以風定產”，杜絕瓦斯爆炸02manbetx.com 的發生。
(四)煤塵
井田內15號煤層的煤塵無爆炸危險性。
(五)地熱
本礦井不存在熱災害現象。
(六)衝擊地壓
本礦井無衝擊地壓現象。
(七)頂底板
15號煤層直接頂和老頂均為K2厚層石灰岩，屬堅硬類，不易冒落。底板為灰黑色泥岩或鋁質泥岩，局部有炭質泥岩偽底，屬軟弱岩層，遇水易膨脹，在工作麵支架選型和工作麵布置時應引起注意。
二、生產作業主要傷害因素分析
1、爆破02manbetx.com
造成爆破事故的主要原因如下：
⑴ 爆炸材料使用不當;
⑵ 雷管和炸藥混放，爆破材料庫違章使用明火;
⑶ 爆破工未按照規程要求操作;
⑷ 運輸過程中操作不當，由於摩擦等原因引起爆炸;
⑸ 躲跑時間和安全距離不夠;
⑹ 違章處理瞎炮。
2、提升運輸事故
本設計選用膠帶輸送機擔負煤炭提升運輸，選用無極繩連續牽引車、調度絞車單鉤串車擔負材料、矸石、設備的提升。根據礦井提升運輸係統特點，造成提升運輸事故的主要原因有：
⑴ 大型設備、長材提升時未製定專門的安全措施或有措施未執行;
⑵ 運輸大巷內車輛和設備擠人;
⑶ 違章乘坐膠帶輸送機或蹬、踩刮板輸送機;
⑷ 操作人員精力不集中或身體進入機械危險部位。
3、觸電事故
井下空氣濕度大，作業環境差，容易發生觸電事故。引起觸電事故的主要原因，除了設備缺陷等技術因素外，大部分是由於違章操作引起的。
4、中毒窒息事故
煤礦發生中毒、窒息事故，絕大多數是由於一氧化碳和瓦斯所致。發生這類事故的原因主要有：
⑴ 礦井通風條件不好，致使一氧化碳等有害氣體積聚;
⑵ 礦井無反風措施，在處理火災事故時，隨意改變風流方向;
⑶ 對一氧化碳、瓦斯湧出地段沒設“禁止入內”的柵欄，或對柵欄缺乏保護，受損後無法辨認，導致人員誤入禁區;
⑷ 采掘技術管理不力，尤其是支護。密閉施工質量低劣，導致冒頂事故引發自然發火隱患或一氧化碳從采空區外溢;
5、職業危害
⑴ 粉塵
粉塵包括煤塵和岩塵兩類。煤塵主要產生於回采工作麵和掘進工作麵，此外，煤炭運輸過程中轉載點也易產生煤塵。岩塵主要產生於岩巷普掘工作麵。浮塵對礦井空氣的汙染和人體健康的危害最大，是粉塵防治的重點。
粉塵的主要危害是導致塵肺病。塵肺病是因為長期、大量吸入微細粉塵而引起的以肺的纖維化為主的一種慢性職業病。
⑵ 有毒、有害氣體
井下有毒有害氣體主要包括：瓦斯(CH4)、一氧化碳(CO)、二氧化碳(CO2)、氮氧化物(NOX)、二氧化硫(SO2)及硫化氫(H2S)等。有毒有害氣體物質分析如下：
①瓦斯(CH4)：主要來源於煤體或圍岩中。它能燃燒、爆炸，大量積聚時能使人窒息死亡。《煤礦安全規程》規定在0.75～1.5%時，就要采取相應的防護措施。
②一氧化碳(CO)：主要來自井下采掘工作麵爆破、火災、瓦斯和煤塵爆炸以及煤炭自燃。致命性中毒的一氧化碳濃度大於0.4%，安全濃度應小於0.0024%。
③二氧化碳(CO2)：主要來源於有機物的氧化、煤和岩體的緩慢氧化、爆破作業、人員呼吸以及礦井水與碳酸性岩石的分解，在爆破、井下火災、煤炭自燃、瓦斯和煤塵爆炸時，也能產生大量二氧化碳。當二氧化碳濃度達到l%時人的呼吸感到急促，濃度達到5%時呼吸感到困難，同時有耳嗚、血液流動很快的感覺;濃度達到10～25%時，人將中毒死亡。
④氮氧化物(NOX)：主要來自於采掘工作麵爆破及生產廢氣，它有強烈毒性和刺激性，能和水結成硝酸，對肺組織起破壞作用，造成肺浮腫，對眼睛、鼻腔和呼吸道等有強烈刺激作用。安全濃度應小於0.00025%。
⑤二氧化硫(SO2)：主要來自含硫礦物氧化及自燃，含硫礦層中進行爆破和硫化礦塵的爆炸之中，井下電纜及膠皮類燃燒也會產生二氧化硫。它有強烈毒性，與眼、呼吸道的濕表麵接觸後能形成亞硫酸，對眼睛和呼吸道具有強烈腐蝕作用，引起肺水腫。安全濃度應小於0.0005%。
⑥硫化氫(H2S)：主要來源於有機物腐爛、硫化礦物水解。它具有強烈毒性，能使人的血液中毒，對眼睛、粘膜以及呼吸係統有強烈的刺激作用。其安全濃度應小於0.00066%。
⑶ 噪聲
礦山噪聲主要來源於各種設備在運轉過程中由震動、摩擦、碰撞而產生的機械動力噪聲和由風管排氣、漏氣而產生的氣體動力噪聲。對本礦井來說主要發生在各裝卸載點、空壓機及井下水泵、局扇、鑿岩機、采煤機、破碎機、鑽機等機械設備，對操作及附近人員均有危害，影響身心健康。
第三節 安全衛生措施
一、礦井災害預防措施及礦山救護
(一)井下水災預防
結合前麵礦井水害因素分析，井下水災預防措施如下：
⑴ 在巷道掘進時必須堅持“有疑必探，先探後掘”的原則，以避免周邊小窯采空區積水湧入巷道。
⑵ 巷道過斷層及陷落柱等構造時，必須探水前進。如果前方有水，應超前預注漿封堵加固。
⑶井下沿煤層布置的巷道，受煤層起伏影響較大，巷道中會出現積水現象，在礦井生產期間應根據實際情況，在巷道適當位置設置水窩，由小水泵將水窩水排至井底車場水倉，保證井下巷道運輸暢通。
⑷按設計要求留設井田邊界防水煤柱20m，采區邊界煤柱10m，斷層陷落柱等構造防水煤柱。
(5)工作麵回采前，要對上覆9號煤采空區積水進行探測調查，如有積水，必須先行排空積水後，方可回采。
(二)井下火災預防
1、綜合預防煤層自燃發生的措施
(1)15號煤盤區進、回風大巷、機電硐室、各聯絡巷道均采用錨噴支護，封閉圍岩。
(2)工作麵采用綜合機械化一次采全高後退式開采，減少工作麵丟煤。
(3)采煤工作麵采至停采線時，必須采取措施使頂板冒落不斷嚴實。
(4)工作麵開采前，對煤層進行預注水，增加煤體內水分。
(5)工作麵回采過程中，對采空區噴灑阻化劑，防止采空區浮煤自燃。
(6)按自燃煤層配齊各類監測監控儀器、溫度、CO傳感器，實施全麵監測。
2、外因火災預防措施
(1) 按《煤礦安全規程》有關規定設置了井下消防料庫及滅火裝置與器材。設計有消防灑水合一的管網係統。
(2) 井下主要機電硐室設置了防火門。所有巷道均采用不燃性材料進行支護。
(3) 爆破材料硐室采用獨立通風係統，通道內砌築齒波牆，裝設抗衝擊波門等隔爆設施。
(4) 正確選擇和合理使用電氣設備，加強維護，保證輸電線路完好，設備正常運轉，防止發生事故。
(5) 采用阻燃和防靜電膠帶、阻燃電纜、風筒和不燃液。在膠帶輸送機頭和主要機電硐室設火災報警和滅火裝置。各膠帶輸送機巷均鋪設消防管路，每隔一定距離設有消防水龍頭。
(三)瓦斯爆炸事故的預防
(1) 加強采掘工作麵通風
設計根據瓦斯湧出量的大小，進行了回采工作麵和掘進麵的配風，充分利用風量稀釋工作麵的瓦斯，提高工作麵的產量。掘進工作麵掘進頭均配備了大功率局部通風機，並配以濕式除塵風機，以降低掘進工作麵粉塵濃度，滿足掘進進度要求。
(2) 完善工作麵通風係統
設計回采工作麵采用兩進一回的通風方式，不但增大了回采工作麵的風量，而且有效控製了采空區瓦斯湧向工作麵的上隅角，為回采工作麵產量的提高創造了條件。
(3) 瓦斯監測
設計在井下按規定要求安設瓦斯傳感器，用於監測采掘工作麵、回風巷道、主扇風硐室內瓦斯濃度。
(4) 采掘工作麵位置發生變化時，應及時調整通風係統，增加必要的通風構築物，以保證工作麵有合理的通風係統。
(四)井下頂板事故的預防
1、回采工作麵
本設計所選工作麵支架能夠保證工作麵有足夠的支護強度，可以有效地管理頂板，保證安全。生產管理中還要針對具體情況，采取措施。
2、工作麵堅硬頂板管理措施
工作麵采用區域與局部相結合超前深孔預裂爆破放頂措施。沿工作麵進、回風順槽，每隔30m布置一耳朵鑽場，每個鑽場布置8個放頂炮孔，呈扇形布置。鑽機選用煤科院西安分院的ZDY1200S(MK-4)型全液壓鑽機，Φ50mm鑽杆，鑽頭直徑75mm。
3、巷道支護
根據巷道布置，為方便工作麵回采和節省工程費用，所有順槽均采用矩形斷麵，工作麵順槽支護方式為錨杆支護，巷道頂板補打錨索加強支護;其它盤區巷道沿煤層頂板掘進，巷道及硐室工程均采用矩形斷麵，錨噴支護，並增加錨索加強支護。巷道掘進過程中，一定要采取前探梁進行臨時支護，嚴禁空頂作業。
本礦井機械化程度較高，設備先進，故控製礦井頂板事故要從抓安全管理入手，管理是安全工作的關鍵環節;另外，加強工作麵端頭的管理，回采工作麵的端頭是支護的薄弱環節，也是事故的多發地點，必須重點管理;其次遇構造帶、頂板破碎、頂板初次來壓、周期來壓時也要及時製定安全措施，全麵進行管理，防止頂板事故發生。
(五)礦山救護
王台鋪礦礦山救護依托晉城煤業集團公司礦山救護隊為其服務，救護隊距離該礦約3.0Km，可在10min內抵達礦井實施救護。
二、生產作業安全保障措施
1、爆破事故的預防
⑴ 井下爆破作業必須使用煤礦許用炸藥和電雷管且炸藥的安全等級不低於三級;
⑵ 所有爆破人員，包括爆破、運送、裝藥人員等必須熟悉爆炸材料性能;
⑶ 選擇正確的運輸工具，炸藥和雷管禁止混裝混運;
⑷ 加強爆破材料的儲存管理，防止變質;
⑸ 工作麵采用毫秒爆破，一次全部起爆;
⑹ 電纜、設備應避開爆破地點，爆破前有專人警戒;
⑺ 處理拒爆、殘爆時必須在班組長指導下進行，未處理完畢禁止從事其它工作。
2、提升運輸事故的預防
⑴ 加強對有關人員的安全教育，提高安全意識;
⑵ 井口設防護設施，等候入井人員和設備遠離井口;
⑶ 定期檢查和試驗，保證各種提升安全裝置靈敏可靠;
⑷ 輔助運輸巷道照明燈具完好，保障巷道暢通;
⑸ 絞車司機上班要精神集中，持證上崗。
3、觸電事故的預防
⑴ 電氣設備安裝保護設施，各種儀表靈敏、準確、可靠;
⑵ 高壓設備周圍及機器設備裸露的旋轉部件，應設有防護罩或遮攔;
⑶ 加強井下電纜的維護，避免機械損傷、侵蝕，避免火災;
⑷ 電氣設備采用保護接地;
⑸ 井下電網設漏電、觸電、過電流保護裝置;
⑹ 變電器周圍設圍欄，配電室鋪設供工作人員檢查的絕緣地毯;
⑺ 操作千伏級電氣設備主回路時，必須戴絕緣手套或穿電工專用絕緣靴;
⑻ 配電室配備絕緣靴、絕緣手套、絕緣稈等絕緣設備以及預防火災、水災的鐵鍁、水桶、滅火器等設備，門窗加防護網;
⑼ 高壓設備附近懸掛防止觸電警告牌，電氣設備可能被人所觸及的裸露帶電部分設置警戒標誌;
⑽ 在斷電的線路上作業時，該電源的電源開關把手，必須懸掛警示牌，隻有執行這項工作的人員才有權取下。
4、中毒窒息事故的預防
⑴ 保持通風設施完好，根據采掘工作麵位置調整，及時調整通風係統;
⑵ 采掘工作麵未構成通風係統時不得投產;備用的工作麵，必須按規定檢查瓦斯，否則不能進入作業;
⑶ 主要通風機必須裝有反風設施，並能在10min內改變巷道中的風流方向;當風流方向改變後，主要通風機的供給風量不應小於正常供風量的40%。每季度應至少檢查一次反風設施，每年應進行一次反風演習;
⑷ 對廢棄巷道及時密閉並保證質量，對一氧化碳、瓦斯湧出異常地段設警示標誌，防止人員誤入禁區;
⑸ 加強職工安全教育，井下人員必須配帶自救器;
⑹ 掘進工作麵必須有局扇通風;老巷和未通風的獨頭巷必須檢測瓦斯和通風後才能進人和作業。因檢修、斷電等原因停風時，必須撤出人員，切斷電源;
⑺ 爆破作業麵必須等煤煙散盡方可進入。
5、職業危害預防
⑴ 粉塵
① 采煤工作麵進行煤體預注水。為使注水能充分滲透煤層，且避免與回采工作麵相互幹擾，需超前工作麵20~30m進行。
② 采煤機采用內、外噴霧，噴嘴不堵塞，局部岩巷掘進采取濕式鑿岩、放炮後噴霧等措施。
③ 采掘工作麵、運煤轉載點、煤倉上口等易產生粉塵的地點設置噴霧降塵裝置。
④ 在長壁工作麵進風順槽、回風順槽、回風大巷、風硐及輔助運輸大巷中設置風速傳感器，監測各巷道風速，嚴格控製風速超限。
⑤ 經常檢測風流中的粉塵含量，定期清掃和衝洗巷道周壁，減少粉塵積存。
⑥ 采煤工作麵回風巷應安裝風流淨化水幕，水幕霧化要好，能封閉全斷麵。
⑵ 有毒有害氣體預防
① 瓦斯監測
設計在回風大巷、運輸大巷、回風順槽等巷道及采、掘工作麵中按要求均配有瓦斯傳感器，在采煤機等設備上配有機械式瓦斯斷電儀等監測設備，對工作麵回風流、主要回風道及采掘機械周圍瓦斯濃度進行連續監測。當瓦斯濃度達到1%時，自動報警，達到1.5%時自動切斷電源。
② 防止瓦斯積聚
嚴格執行瓦斯檢查製度。特別是巷道在過斷層、褶曲軸部等地質構造變化段時要以預防為主，先探後掘，加強檢測和通風，防止瓦斯積聚，對廢巷、停工、停風的盲巷及采空區要及時封閉，對工作麵上隅角、采空區邊界、采煤機附近、頂板冒落的空洞內、低速風流巷道頂部等處積聚的瓦斯要及時處理;按實際需要配風並及時調節風量，設置通風構築物，使礦井通風係統穩定可靠，確保各用風地點有足夠的風量;隨采掘工作麵位置的變化，隨時繪製通風係統圖，調整通風係統，對井下各種通風構築物要及時建立，並經常維護，保持完好。
③ 防止瓦斯引爆
禁止在井下及井口房使用明火和吸煙，禁止將易燃物品帶入井下;井下爆破器運送、使用、操作必須遵守《煤礦安全規程》的有關規定;井下掘進工作麵的局扇電氣設備都必須安裝風、電瓦斯閉鎖裝備;井下各電氣設備在起動前必須先進行瓦斯檢查，嚴禁帶電檢修電氣設備。井下放炮前應先檢查該區域的瓦斯濃度，防止放炮引爆。采煤機在割煤前，要檢查其周圍的瓦斯濃度，以免割頂、底和夾矸時產生火花引爆事故，所有通風及爆破工均應持證上崗。
⑶ 噪聲預防
井下噪聲源主要為局部扇風機和采煤、掘進工作麵的設備，以產生機械動力性噪聲為主。由於受井下巷道製約，井下噪聲擴散困難，既危害人體健康，又可使工傷事故增多，設計對井下局扇都相應配備了消聲器，以降低其噪聲量，破碎機選用低噪聲破碎機。
第四節 勞動衛生保障措施
一、防塵
礦井除采取前述防塵措施外，在個體防護及其它方麵，還需采取以下措施：
1、風鑽的最小供水量應滿足鑿岩除塵的要求。
2、鑿岩和出碴前，應清洗工作麵10m內的巷壁。進風道、人行道及運輸巷道的岩壁，應每季至少清洗一次。
3、防塵用水應采用集中供水的方式，水質應符合衛生標準要求，水中固體懸浮物應不大於150mg/L，pH值應為6.5～8.5。貯水池的容量，應不小於一個班的耗水量。
4、作業人員的防塵口罩的阻塵率應達到1級標準要求(即對粒徑不大於5pm的粉塵，阻塵率大於99%)。
5、定期測定風流中的礦塵量，定期清掃和衝洗巷道幫項、設備表麵上的煤塵，清除轉載點處的浮煤，對巷道采用石灰漿刷白。
二、防有毒有害氣體
1、嚴格控製各種井下有毒有害氣體的最高容許濃度，將其控製在允許的範圍之內。
2、保證通風係統的完好和正常運行。
3、在進行大爆破和更換炸藥時，應在爆破前、後進行空氣成分測定，發現空氣中有毒氣體濃度超標時要立即采取措施。
4、井下配備瓦斯監測斷電警報儀及安全監測係統，實現集中連續監測控製，並配備瓦斯安全檢查員，定期進行檢查。
三、防噪聲
除采取前述降低噪聲措施外，在個體防護和其它方麵采取以下措施：
1、盡可能選擇振動小、低噪聲設備。
2、采用帶阻尼層、吸聲層的隔聲罩對噪聲源設備進行隔聲處理;不易做隔聲處理的，應設隔聲間(室)。
3、對空氣動力機械裝置輻射的空氣動力噪聲，應采用消聲器進行消聲處理。
4、操作人員一方麵可在監視室觀察設備運行情況，另外也可到機旁巡回檢查，以縮短人與噪聲接觸時間。檢查時必須采取個人防護措施。
以上措施對於防治和降低噪聲危害具有重要作用，應在工作中注意落實，要重點注意在達不到噪聲標準的作業場所，工作人員應佩戴個人防護用品(耳塞、耳罩等)。
四、采暖、照明
1、由於本區屬於大陸性氣候，夏季溫暖多雨，冬季寒冷幹燥，因此應做好天氣寒冷時的采暖工作。在當地規定采暖期中，對主、副斜井采用空氣加熱措施。
2、進風井口以下的空氣溫度必須在2℃以上。
3、生產礦井采掘工作麵空氣溫度不得超過26℃，機電設備硐室的空氣溫度不得超過30℃，當空氣溫度超過時，必須縮短超溫地點工人的工作時間，並給予高溫保健待遇。當采掘工作麵的空氣溫度超過30℃、機電設備硐室的空氣溫度超過34℃時，必須停止作業。
4、在氣溫低於5℃時，就應采取防寒措施。
5、要加強采暖設備的安全管理，避免事故的發生。
6、在照明時，井下的照明電壓要使用安全電壓。
7、作業場所的照明照度要符合國家規定。
8、照明的電線及燈具的選用應符合相關規定。
9、照明導線的敷設要符合安全要求。
10、導線要防止帶電導體外露。
五、工時、女職工和未成年工的保護
本礦在工作製度上實行了年工作日數為330天，每天4班，每班6小時。以上的工作製度對於保證職工的安全、健康都是很有益的，應堅持執行。另外還應注意采取以下對策措施：
1、工時製定上應遵守平均每周工作時間不超過40小時的規定。
2、對女職工和未成年工的保護應遵守國家法律及相關規定：
⑴ 不可安排女職工從事井下作業、第四級體力勞動強度和其他禁忌從事的勞動。
⑵ 不可安排女職工在哺乳未滿一周歲的嬰兒期間從事國家規定的第三級體力勞動強度和哺乳期禁忌從事的勞動，不可安排其延長工作時間和夜班勞動。
3、不可安排未成年工從事礦山井下、地麵、有毒有害、國家規定的第四級體力勞動強度和其他禁忌從事的勞動。
六、工業衛生設施
本礦井為現代化花園式大型礦井，地麵已經建有完善的工業衛生設施，其中包括綜合辦公樓、醫院、單身公寓、休息室、食堂、燈房浴室等，可滿足職工需要;另外，井下設有保健站，並備有電話、急救藥品和擔架等。
第十章 開拓延深建設工期
第一節 建設工期
一、項目實施前期工作
現礦井開拓延深的前期準備工作基本就緒，已經具備開工建設的條件。
二、建設方式
本礦井為開拓延深礦井，不增加生產能力。
三、項目實施進度安排
1、井巷工程進度指標
根據施工單位的實際情況，並參考有關定額，確定井巷工程施工進度指標如下：
岩巷：普掘施工方式，120m/月。
煤層巷道：綜掘錨噴：450 m/月。綜掘錨杆：500 m/月。
硐室：300m3/月。
2、工程施工順序
本礦井水平延深施工工期排隊，隻進行了礦建工程的施工排隊，安裝工程應配合礦建工程的施工，交叉和平行施工，在保證施工質量的前提下，保證連鎖工程的施工進度，從而保證完成建井工期。
3、建設工期
本次延深沒有土建方麵工程，根據對礦、安兩類工程的統籌安排，礦、安兩類工程平行作業。
經計算，本礦井的礦建工程為關鍵工程，其建設工期為14月，其它安裝工程結合礦建工程平行作業，另外工作麵安裝需要1個月，聯合試運轉工期2個月，則本項目建設工期為17月。
第二節 產量遞增計劃
礦井15號煤延深投產盤區為中部二盤區，一個盤區，一個綜采工作麵，兩個綜掘工作麵。移交生產後，一年達到盤區設計生產能力90萬t/a。
預計3年後，9號煤結束回采，最終15號煤布置兩個盤區，兩個綜采工作麵，設計生產能力達到180萬t/a。
第十一章 技術經濟
一、管理機構組織
目前王台鋪礦有一整套完善的管理組織機構。其中行政領導班子成員包括礦長、生產礦長、總工程師、安全礦長、機電礦長、基建後勤礦長等。主要業務科室包括：生產技術科、機電科、調度室、通風科、安監科、綜合辦公室、基建後勤中心等。主要隊組有3個綜采隊，4個綜掘隊，以及運輸安裝隊、機電隊、監測隊等。
15號煤開拓延深，最終達到設計生產能力1.8Mt/a後，主要隊組為2個綜采隊，4個綜掘隊，以及運輸安裝隊、機電隊、監測隊等。
二、建設資金與籌措
1、投資範圍及劃分
礦井設計投資概算範圍包括達到設計生產能力，新增加的全部井巷工程、設備及工器具購置費、安裝工程和建設工程其它費用的投資。礦井利用已有的礦建、土建、設備安裝等工程不計入投資範圍。
2、投資概算編製依據
本礦井開拓延深初步設計投資概算的編製依據：主要是本項目的設計工程量及技術特征，參照鄰近在建礦井工程的工程造價，設備價格按現市場詢價計。概算指標：井巷工程按煤炭係統現行的99統一基價概算指標。材料預算價格采用現晉城市價格。
3、建設投資概算
本礦井概算總投資為26925.16萬元，噸煤投資為149.58元/噸，投資構成詳見下表11-1-1《項目總投資概算彙總表》。
4、資金籌措
本建設項目投資為26925.16萬元，全部為企業自籌資金。
四、主要技術經濟指標
礦井水平延深投產時主要經濟技術指標，見表11-1《礦井主要技術經濟指標表》。
