毕业设计晓南矿150万吨年矿井通风及矿井排水设计.doc

目录

前言 2
1 矿井概况 3
1.1 矿区概述 3
1.2 井田及其附近的地质特征 3
1.3 煤炭性质及矿层特征 3
2 矿井生产能力和服务年限 4
2.1 井田境界 4
2.2 井田的储量 4
2.3 矿井服务年限 5
2.4 矿井的一般工作制度 6
3 矿井开拓方式及开拓系统 6
3.1 井筒的设计及用途 6
3.2 开采水平的设计 7
3.2.1 水平高度的确定 7
3.2.2 井底车场的设计及作用 7
3.2.3 采区划分及开采顺序 8
3.3 采煤工艺 8
3.3.1 回采工艺 8
3.3.2 进刀方式 9
3.3.3 工作面支护 9
3.3.4 端头支护 9
3.3.5 超前支护 9
3.3.6 工作面劳动组织表 9
3.3.7 技术经济指标表 10
4 采区巷道布置及采区生产系统 10
4.1巷道布置 10
5 矿井通风设计 12
5.1 确定矿井通风系统 12
5.2 风量计算 12
5.2.1 采煤实际需风量 12
5.2.2 掘进需风量 14
5.2.3 硐室需风量 15
5.2.4 分配矿井总风量 15
5.3 计算井巷通风阻力 16
5.3.1 确定矿井通风的达产时期 16
5.3.2 确定通风容易时期和困难时期 16
5.3.3 矿井通风阻力计算及风量调节 16
5.3.4 局部阻力的计算 22
5.3.5 自然风压 22
5.4 矿井通风总阻力和等积孔计算 22
5.4.1 通风总阻力 22
5.4.2 等积孔 23
5.5 主要通风机选型 23
5.5.1 选择原则及步骤 23
5.5.2 主要通风机的选择 23
5.5.3 主要通风机工况点 24
5.5.4 选择电动机 25
5.6 概算矿井通风费用 25
5.6.1 计算主扇运转耗电量 25
5.6.2 吨煤通风电费计算 25
6通风构筑物 26
6.1 通风构筑物 26
6.2 主要通风机附属设备 26
7 结论 28
致谢 28
参考文献 29
附录A 30
附录B 36

前言
矿井通风就是依靠通风动力，将定量的新鲜风流，通过设定的通道不断的通入井下，以满足回采工作面、掘进工作面、井下各种硐室的通风需要；同时将井下的污浊空气不断排出地面。矿井通风的基本任务就是供给矿井新鲜风量，以冲淡井下有害气体和粉尘，保证井下风流的质量和数量符合国家安全卫生标准，造就良好的井下工作环境，防止各种伤害和爆炸事故的发生，保证矿井的正常生产。矿井通风是煤矿生产的必要环节，并且在矿井建设和生产期间始终占据十分重要的地位。
矿井排水就是通过各种水泵，水沟将矿井生产过程中产生的积水排水矿井的过程，和通风一样，矿井排水在煤矿生产中也是不可或缺的，矿井的水害造成的危害并不比其他危害造成的损失小，甚至比其他危害还要严重，因此矿井排水设计也是煤矿设计中不可缺少的部分。

1 矿井概况
1.1 矿区概述
晓南矿属于铁法煤业集团有限责任公司下属的9对生产矿井之一，现在为中国煤炭工业一级企业，全国特级高产高效矿井，其地理位置位于辽宁省调兵山市晓南镇，地处铁法煤田的东南边缘。晓南矿南北走向长为5公里，东西宽为4.2公里，面积为21平方公里。矿井东距铁岭市35公里，南距沈阳市100公里，矿井内公路与沈环公路相通，并由铁路进行煤炭的运输，交通十分便利。
1.2 井田及其附近的地质特征
晓南矿井田地质构造简单，主要以断裂带为主，褶曲次之，并有少量火成岩形成，共发育大断裂带4条。该井田共发育4个煤层，均在上朱罗纪的上部含煤层中，从上往下依次是1#，2#，3#，4#煤层，煤层的厚度分别为3.5m，2.5m，4m，3.5m，均是可采煤层，煤层中的夹石以泥岩和砂岩为主，炭质泥岩次之，煤层结构的总的变化规律是东北部和东南部的地质条件较复杂，断层主要集中在这两个区域，东北部和东南部都是以一条横贯煤田的断层为井田边界。
地表水系不发育，其中发育有两条季节性河流，由于井口标高高于最大洪水高度，含煤地层距地表水系较远并且岩层渗透性较差，地表水对井田开拓并没有太大的影响。井田内含水层主要有第四季流沙层，白垩纪沙砾岩层，朱罗纪砂岩层和砾岩含水层，各个含水层之间的水力联系多以垂直渗透为主，矿井的正常涌水量在40－60m3/h之间，最大涌水量为90m3/h。主要的水害情况为采空区积水，一般形成采空区后的积水量多在500－3000m3之间，生产中要进行探放水工作，矿井的水文地质类型为简单型。1996年4月测的两条河流的流量分别为319.69m3/h和268m3/h。
1.3 煤炭性质及矿层特征
该设计矿井的整个煤层以长焰煤为主，深部水平有少量气煤发育。相对瓦斯涌出量为11.95m3/t，属于高瓦斯矿井，Ⅱ类自然发火煤层，自然发火期为1～3个月，煤尘具有爆炸倾向性，煤尘爆炸指数为27.97%～56.02%。
煤层的平均倾角为5～8°之间，平均倾角为5.7°，在该井田的边界部分由于受到断层影响煤层倾角有一些变化。

2 矿井生产能力和服务年限
2.1 井田境界
该井田的最小倾向长度位于井田的中轴线上，长度为2958m，最长走向长度4318m，井田的总面积为13612291.9423 m2，边界总长度为15390.5464m，该井田的煤层底板标高从-350到+50m左右，在井田的四周预留了30m的边界保护煤柱，其中井田东北部和东南部是利用大的断层作为边界保护煤住。
2.2 井田的储量
井田的储量分为工业储量，可采储量，设计可采储量
工业储量就是井田内部赋存的煤炭的总量，该设计矿井的全部工业储量为2.413亿吨。
可采储量＝工业储量－井田边界煤柱－断层煤柱－防水煤柱
由于设计井田范围内只有两条季节性河流，没有永久性的湖泊，所以没有预留防水煤柱，在井田的东北部和东南部一共有4条大的断层，设计时利用断层作为边界保护煤柱，同时地面除了工业广场建筑之外没有任何居民建筑，故地面建筑压煤也不存在，只有边界预留的30米保护煤柱的压煤总量＝8184972万吨
所以可采储量＝2.413-0.08184972＝2.33115028亿吨
设计可采储量＝（可采储量－工业广场保护煤柱－井下主要巷道和上下山保护煤住）×回采率
厚煤层回采率＝0.75；
薄煤层回采率＝0.85；
中厚煤层回采率＝0.8。
工业广场位置布置及保护煤柱计算：
本次设计的矿井的工业广场位于整个井田的中央部分，根据表1-1来确定工业广场建筑压煤面积
表1-1 工业广场建筑压煤面积
Table 1-1 The square of industry construction presses the coal area
井型
大型
中型
小型
万m2/10万吨
0.8～1.1
1.3～1.8
2.0～2.6
本次设计的矿井的生产能力为180万吨/年，所以工业广场建筑的占地面积为15万m2，工业广场的长为500m，宽为300m，工业广场四周根据《规定》要求留15m的保护带。
本矿井表土层移位角取45°，煤田位移角取70°。
几何作图法确定工业广场压煤示意图1-1

图1-1工业广场压煤示意图
Fig.1-1 Pressure coal of the industry square
表1-2为工业广场压煤量
表1-2工业广场压煤量
Table1-2 Amount of industry square presses the coal
煤层
1#
2#
3#
4#
总计
工业广场的压煤量/t
1929330.9
1426508
2539573.14
231626.13
8211674.33
井下主要巷道和非永久性上下山保护煤柱损失
煤柱损失＝1763×100+1720×100+1015×20+1077×20+1335×20+1251×20）×13.5/0.99
＝6025363.63吨
设计可采储量＝（233115028－8211674.33－6025363.63）×0.8
＝175102392.032吨
2.3 矿井服务年限
矿井服务年限可按下式计算：
（1-1）
＝175102392.032/（1800000×1.5）
＝64.8，年
式中：——矿井设计服务年限，年；
——矿井可采储量，Mt；
——矿井设计年产量，Mt/a；
——储量备用系数，K=1.3～1.5。
2.4 矿井的一般工作制度
该设计矿井的年工作天数为300天，工作制度为“四、六制”，每天3个班采煤，一个班进行检修。每天净提煤时间为14个小时。
3 矿井开拓方式及开拓系统
3.1 井筒的设计及用途
本矿井的煤层底板的等高线位于-350m水平，最上煤层的煤层等高线位于+45m水平，地面的水平高度为+150m，如果采用斜井开拓的话井筒的开拓费用将会很高，而且由于斜井的斜长比较长，所以铺设管线以及电缆之类的成本将会大大提高。所以本矿井采用立井开拓，共设置有3座立井，分别为主井、副井和风井。
立井担负矿井全部的提煤任务，副井担负矿井的人员运输，物料运输以及排矸。由于煤层的相对瓦斯涌出量为11.95 m3/t﹥10 m3/t，属于高瓦斯矿井，所以为了便于通风，专门设置风井回风。该井田地质构造简单，煤层分布均匀、规则。确定井筒位置时，必须考虑矿井合理的开拓布置，为了便于井下运输，通风及巷道维护，一般应将井筒布置在井田的中央。副井与主井的安全距离应大于30米。本矿井采用中央并列抽出式通风，由于风井距离副井大约190m，所以风井对主井以及副井的通风没有影响。
下面专门对各个井筒进行简单介绍
该设计矿井的主井、副井和风井的井筒直径分别为6.5m、6.5m和8m，3个井筒距离地面的距离分别为－240m、－220m和－213m，井筒具体设计用途见表2-1。
表2-1 井筒设计及用途
Table2-1 Design and the use of the pit shaft
井筒名称
主井
副井
风井
用途
提煤
升降人员、下料、提矸
回风
提升设备
一对20吨多绳箕斗
一对1.5吨底卸式矿车双层单车罐笼

断面形状
圆形
圆形
圆形
井筒支护方式
混凝土井壁厚400毫米，充填混凝土50毫米
混凝土井壁厚450毫米，充填混凝土50毫米
混凝土井壁厚300毫米，充填混凝土50毫米
井筒深度/m
240
220
213
井筒直径/m
5
6.9
5.2
断面积/m2
19.62
37.37
21.22
3.2 开采水平的设计
3.2.1 水平高度的确定
矿井阶段水平垂高的划分依据见表2-2
表2-2 矿井阶段水平垂高
Table2-2 The level height of the coal mine
井型
开采缓倾斜煤层的矿井
开采倾斜煤层的矿井
开采急倾斜煤层的矿井
大、中型矿井
100m～250m
100m～250m
100m～150m
小型矿井
60m～100m
80m～120m
80m～120m
本矿井属于大型的缓倾斜煤层的矿井。采取单水平开拓，倾斜长壁开采，水平标高为370m，在海拔标高-220m设置副井，并以此将整个煤层划分成两阶段，上阶段长1352m，下阶段长1615m。
3.2.2 井底车场的设计及作用
井底车场一共拥有3条大巷，分别是回风大巷，轨道运输大巷和皮带运输大巷。
回风大巷专门用于回风；
轨道运输大巷负责运料，排矸和行人；
皮带运输大巷负责用来运输煤炭。
井底车场形式：立式车场。
由于本矿井采用皮带运输煤炭，所以可以大大降低运输成本和运输时间，便于实现高产。
井底车场布置见图2-1

图2-1 井底车场平面图
Fig.2-1 Horizontal plan of the mine shaft station
3.2.3 采区划分及开采顺序
a 采区形式及尺寸的确定
该井田分为两个阶段，划分为3个盘区，分别为N1 ，S1，S2盘区。每个采区划分为若干条带，具体数据见表2-3
表2-3条带划分
Table2-3 The division of banding
采区
S1盘区
S1采区
S2采区
储量(t)
46681659
49265608
39243125
条带 (条)
4
7
4
倾斜长度/m
1505
1619
1289
走向长度/m
1764
1720
1725
b开采顺序
开采顺序是最先开采S1盘区，其次开采S2盘区，接下来是N1盘区。
c.开采水平以及采区的巷道布置
由于最先开采的是S1盘区，所以就以S1盘区为例进行设计。
根据矿井的开拓布置、水平划分和井下主辅运输方式，本着初期工程量省、系统简单、生产过程中运输费用少、能耗低的原则，本矿井布置三条大巷，，分别是回风大巷，轨道运输大巷和皮带运输大巷。
3.3 采煤工艺
3.3.1 回采工艺
盘区内沿走向方向划分成七个区段，一个回采工作面就能够满足生产能力要求，采用倾斜长壁综合机械化采煤法，并且采用全部跨落管理顶板，后退式回采.
工作面的工作面布置长度为240m。
3.3.2 进刀方式
采用MG300-W双滚筒采煤机双向割煤，端部斜切割三角煤进刀，往返一次割两刀。每日割煤6刀，日进度4.8米，采用“4.6”工作制度。
3.3.3 工作面支护
采用ZZ4000/17/35支撑掩护式液压支架，可以有利控制顶板来压，并且防止采空区矸石进入工作面，为回采工作提供了安全可靠的工作空间。采煤机割煤后，距离后滚筒5～7组顺序随机移架，及时支护，追机作业，当采煤机割过煤之后先移支架在移动输送机支架前柱和采煤机电缆槽托架之间富裕一个采煤机截深量，有利于通风、行人、运料等。
3.3.4 端头支护
工作面端头采用ZT7500/18/36型自移式端头液压支架，随工作面推进前移进行支护，缩短了端头支护时间，加快了工作面推进速度，护顶安全可靠。由于工作面调成伪斜后，端头支架与工作面不平行，前梁间存在着三角间隙使得顶板悬露，必须用木板背实。
3.3.5 超前支护
先在工作面前20m的上下顺槽内回收金属支架，同时在顺槽两侧设双趟十字顶梁，并配以金属铰接顶梁与两侧的十字顶梁相连，使其前后左右互相铰接形成网状，而在十字顶梁外巷帮侧，各架设金属铰接顶梁，并在两趟十字顶梁和短梁下支设四排单体液压支柱，能够控制易破碎、压力大的端头顶板，其整体性好，支架稳定，节省坑木。
3.3.6 工作面劳动组织表
正常生产时班长进行现场的管理，采煤机司机负责驾驶采煤机进行采煤生产，输送机司机负责将煤炭运输出工作面，泵站司机负责液压支架注液，转载机和运输机司机将煤炭运输到专用皮带运输巷，剩余其他工种负责维护。
工作面劳动组织见表3-2
表3-2工作面劳动组织表
Table3-2 Located labor organizations
工种
一班
二班
三班
四班
合计
班长
1
1
1
1
4
采煤机司机
2
2
2
-
6
输送机司机
1
1
1
-
3
泵站司机
2
2
2
-
6
转载机司机
1
1
1
-
3
运输机司机
2
2
2
-
6
端头维护工
3
3
3
-
9
电钳工
1
1
1
3
6
通风工
1
1
1
1
4
支架工
4
4
4
-
12
合计
18
18
18
5
59
3.3.7 技术经济指标表
技术经济指标表见表3-3

表3-3技术经济指标表
Table3-3 Technical economic indicators
序 号
项 目
单 位
数 量
1
工作面长度
m
240
2
采高
m
3.5
3
倾角
。
5.7
4
采煤机
-
双滚筒
5
截深
m
0.8
6
日进度
m
4.8
7
日产量
t
5000
4 采区巷道布置及采区生产系统
4.1巷道布置
a巷道布置

图2-2皮带运输大巷
Fig.2-2 The road way of belts
图2-3 回风大巷
Fig.2-3 The road way for the back wind

图2-4皮带运输顺槽
Fig.2-4 The shafts of belts
图2-5回风顺槽
Fig.2-5 The shafts for the back wind

图2-5专用皮带运输巷
Fig.2-5 Dedicated transport Lane of belts
图2-6专用回风巷
Fig.2-6 Dedicated lanes for wind
b.巷道断面数据见表2-4
表2-4巷道断面数据表
Table2-4 Data sheet of the pit
巷道类别
支护类型
断面
设计掘进尺寸
净周长
/m
净
/m2
设计掘进/m2
顶板
宽B3
底板
宽B4
高H1
运输大巷
锚喷
16.4
18.6
4.8
4.8
4.0
16.5
回风大巷
锚喷
16.4
18.6
4.8
4.8
4.0
16.5
皮带顺槽
锚喷
14.8
14.7
3.3
4.5
3
14.0
轨道顺槽
锚喷
14.8
14.7
3.3
4.5
3
14.0
采区皮带运输巷
锚喷
14.8
16.1
3.5
4.8
3.5
15.3
采区轨道运输巷
锚喷
14.8
16.1
3.5
4.8
3.5
15.3
4.2 开采顺序
4.2.1 沿井田走向的开采顺序
工作面前进式回采需沿空护巷，巷道维护工作量大，费用高，且漏风量大，故工作面采用走向长壁后退式回采。
4.2.2 沿井田倾向的开采顺序
由于本矿井涌水量较大，盘区内工作面接替采用自下而上顺序回采。
4.3 采区布置及主要参数
4.3.1 首采采煤工作面长度的确定及推进方向长度
工作面长度与地质因素、技术因素、经济因素密切相关，直接影响生产效益，适当加大工作面长度，不仅可以减少工作面的准备工程量，提高回采率，而且也相对减少了端头进刀等辅助作业时间，保证工作面高产高效。而提高工作面推进方向长度，可以减少搬家倒面次数，为工作面连续稳产、高产高效创造条件。
目前我国新建大型矿井综采工作面长度多在150～300m之间，年推进度一般在2000～3000m。根据矿井开拓方案、设计规模、开采技术条件、矿区生产管理水平以及技术发展等因素，结合工作面通风能力计算，确定工作面长度240m，推进方向长度2200m。
4.3.2 工作面推进度与生产能力
工作面生产能力按下式计算：
A= L·V·h·K·r·10-3
式中：A——工作面年生产能力，kt/a；
L——工作面长度，m；
V——工作面年推进度，m/a；
h——采煤机割煤高度，m；
K——割煤回收率，取95%；
r——煤的容重，1.52t/m3。
A=240×1500×3.5×0.95×1.52×10-6
=1.81Mt/a。
经计算，工作面生产能力为1.81Mt/a，考虑5%的掘进煤，则生产能力可达到1.9Mt/a，工作面生产能力能够满足矿井设计生产能力要求。
4.3.3 盘区及工作面回采率
根据《煤炭工业矿井设计规范》规定，厚煤层采区回采率为75%，工作面回采率为93%。本矿井二1煤采煤方法采用分层综采，工作面割煤回采率为95%。盘区内通过加强边角煤回收、巷道煤柱回收等措施，可以保证盘区的回采率的要求。
为满足通风、运输的需要，盘区布置三条大巷。即输送机大巷、辅助运输大巷、回风大巷各一条，分别担任矿井的煤炭运输、辅助运输及回风任务。
4.3.4 盘区巷道及硐室布置
根据煤层及顶底板岩性的分析，结合矿区生产实践成果及浅部程村矿井巷道施工情况，为减少岩巷工程量，并确保巷道支护的可靠性，设计回风大巷、输送机大巷和辅助运输大巷均沿煤层布置. 井下盘区布置有盘区变电所等硐室。井底车场主要硐室有主井装载系统硐室（井底煤仓及给煤机硐室、装载胶带巷、箕斗装载硐室及胶带输送机机头硐室等）、副井井筒与井底车场连接处、换装硐室、存放硐室、检修硐室、加油硐室和换向硐室、管子道、井下消防材料库、爆炸材料库、等候室、主井井底清理撒煤硐室和副井井底水窝泵房等。
4.4矿井提升与运输系统
4.4.1 矿井提升系统
（1）主井提升设备及校验
①提升容器选择
本矿主井选用一对JD-20/4型20t、4绳箕斗，担负全矿井的煤炭提升任务,其主要参数为：载重G＝20t，质量Gz＝26.370t（含悬挂装置），箕斗本体高度14.934m, 箕斗全高18.672m。根据防滑计算，箕斗不需加配重。
②提升钢丝绳选择及校核
a.绳端荷重：
Q＝46370 kg
b.钢丝绳悬垂长度：
HC＝750.3m
c.钢丝绳允许最小安全系数：
ma＝7.2－0.0005×750.3＝6.82485
d.提升主绳选择：
提升主绳选用44ZAB6V×37S＋FC1770ZZ(SS)型钢丝绳4根，左、右捻向各2根，主要技术参数：绳径：dk＝44mm,丝径δ＝3mm，钢丝绳单位长度质量为Pk＝8.08kg/m，钢丝绳最小破断拉力为Q＝1270kN。
e.平衡尾绳选择：
平衡尾绳选用扁P8×4×19－187×29－1370型扁钢丝绳2根，主要技术参数：宽×厚＝187×29（mm2）, 钢丝绳单位长度质量为Pw＝15.6kg/m。
f.钢丝绳安全系数校核：
钢丝绳安全系数 m＝7.3688 ＞ 6.82485
所选钢丝绳满足《煤矿安全规程》要求。
③提升机选型及校核
a.按钢丝绳直径计算
D≥90×44＝3960（mm）
b.按钢丝绳丝径计算
D≥1200×3＝3600（mm）
c.提升机选择
提升机选用JKMD-4×4（Z）型落地式多绳摩擦轮提升机1台，其主要技术参数如下：
摩擦轮直径 D＝4000 mm
天轮直径 Dt＝4000 mm
最大静张力 Fjmax＝770 kN
最大静张力差 Fcmax＝270 kN
提升机旋转部分变位质量Gj＝24400 kg
天轮变位质量Gt＝2×7800 kg
减速比 I＝1
衬垫摩擦系数 μ＝0.25
衬垫允许比压 P＝2.0 MPa
d.提升机校验
实际最大静张力：
Fj＝692.6（kN）＜ 770 kN
实际最大静张力差：
Fc＝203.8（kN）＜ 270 kN
实际衬垫比压：
P＝1.68 (MPa) ＜ 2.0 MPa
所选提升机满足要求。
（2）副井提升设备及校验
①提升容器选择
提升容器选用1.5t矿车单层双车非标四绳罐笼，一宽罐，一窄罐。宽罐质量为19300kg,载人50人；窄罐增加配重后质量为19300kg，载人22人。罐笼全高为9633mm,本体高为4000mm。正常运输时，小于3t的矸石材料，采用3t无轨胶轮车直接进罐运输；大于3t的材料采用平板车运输；下放最大件时，采用特殊平板车。
在升降最大件时需加临时配重22000kg。装罐笼时，应先装临时配重14000kg，然后装最大件，最后将临时配重装到22000kg。出罐笼时，应先将临时配重减到14000kg，然后下最大件，最后下剩下的临时配重。
②钢丝绳选择及校核
a.绳端荷重：
提人：Qdr＝20950kg
提物(最大件)：Qdw＝47800 kg
b.钢丝绳悬垂长度：
Hc＝749.5(m)
c.钢丝绳允许最小安全系数：
提人：m1＝9.2-0.0005×749.5＝8.82525
提物：m2＝8.2-0.0005×749.5＝7.82525
d.提升主绳选择：
提升钢丝绳主绳选用48ZBB6V×37S+FC1770ZZ(SS) 1510 961 型钢丝绳，四根。主要技术参数：绳径：dk＝48mm,钢丝绳单位长度质量为Pk＝9.61kg/m，钢丝绳最小破断拉力为Q＝1510kN。
e.平衡尾绳选择
平衡尾绳选用扁P8×4×19--206×33 1370 2880 1950型钢丝绳，两根。主要技术参数：宽×厚＝206×33 (mm2), 钢丝绳单位长度质量为Pw＝19.5kg/m。
f.钢丝绳安全系数校核：
钢丝绳安全系数：提人 m人＝12.273 ＞ 8.82325
提物（最大件） m物＝7.994 ＞ 7.82325
所选钢丝绳满足《煤矿安全规程》要求。
4.4.2 矿井运输系统
（1）主运输
本矿井主运输采用胶带输送机运输。矿井投产工作面煤炭经运输顺槽→盘区运输大巷→上仓胶带斜巷→井底煤仓→箕斗装载硐室→主井至地面。
（2）辅助运输
矿井辅助运输主要担负人员、矸石、材料和设备的运输任务。根据生产规模和煤层赋存条件，通过比较确定，井下辅助运输采用防爆无轨胶轮车运输。
4.5矿井供电、排水与压气系统
4.5.1 矿井供电系统
晓南矿设110kV变电站，晓南矿变电站，2回110kV电源均取自赵固一矿区域变电站110kV不同母线段，导线LGJ-240，距离每回6.9km，目前2回110kV电源线路已建成。鉴于晓南矿井下水较大，矿建后期增设一回110kV变电站——晓南矿110kV电源线路，导线LGJ-240，距离24.66km，以增强矿井供电的可靠性，目前该线路正在施工中。
在矿井工业场地内设1座110/10kV变电站，该变电所内设主变压器2台，主变型号为主变型号为SFSZ10-31500/110 31500kVA 110±8×1.25%/10/6kV Yn，d11接线。正常情况下，2台主变同时分列运行，负荷率为0.42。当1台主变检修或故障停止工作时，另1台主变负荷率为0.84，能保证矿井全部负荷用电。
110kV变电站分别以10kV向井下（8回）、主井提升（2回）、副井提升（2回）、通风机（2回）、选煤厂（2回）、动力变压器（2回）、井口10kV变电所（2回）、抗灾潜水泵变电所（2回）、水处理站变电所（2回）、铁路信号变电亭（1回）、场前区箱式变电站（3回）、西区雨水排放泵房（1回）和试验变压器（1回）供电。变电站内设2台动力变压器为SCB10-1000/10、10/0.4kV、1000kVA Dyn11接线，正常情况下，2台同时工作，负荷率为0.46，分别以380V电压双回路电缆向生活污水处理站、矿井办公楼、制冷站、监控通信、火灾报警等低压负荷供电，分别以380V电压单回路电缆向铁路通讯信号（另有1回高压专用回路）和室内外照明等低压负荷供电。其中矿井空压机站与选煤厂空压机站联合布置，采用2回10kV电源供电，由选煤厂变电所引来，在空压机站设置配电点。井抽采瓦斯站房，按一级负荷双回路供电，2回电源均直接引自矿井110kV变电站所10kV不同母线。
工业场地高于15m的建筑物、构筑物采用避雷针或避雷带进行防雷保护，其接地装置利用建筑物、构筑物基础或钢管接地极，其接地电阻不大于规范规定的要求。
4.5.2 矿井排水系统
矿井正常涌水量为1970.13 m3/h(-950 m水平)，最大涌水量为2561.17 m3/h(-950 m水平)。矿井排水全部进入絮凝反应斜管沉淀池，沉淀后的溢流水水质可同时达到选煤厂生产清水用水水质标准（SS<400 mg/L）及煤炭工业污染物排放标准（SS<50 mg/L）（GB20426-2006），沉淀池的溢流水量一部分供给选煤厂、电厂等生产用水，一部分作进一步处理达到生活饮用水标准，供矿井工业场地生活、生产用水及井下消防洒水用水。絮凝反应斜管沉淀池的排泥排至污泥池，由污泥泵加压通过管道送到选煤厂浓缩机处理。多余的沉淀池溢流水外排作为农灌之用，矿井排水复用率＞70%。
4.5.3 矿井压气系统
（1）空压机选型及空压机站
根据计算的耗气量，结合现场实际情况，设计选用4台MM250 A/C/SG型地面螺杆空气压缩机，每台空压机排气量42.5 m3/min，排气压力0.75MPa，配10kV，250kW电动机。空压机采用风冷方式。
后期（20年后）由于输送管路太远，约在9km左右，在后期风井处设置重新考虑空压机房。
（2）压气管路
本矿井地面以及敷设在主立井井筒的主干管为DN200低压流体输送钢管，支管为DN80低压流体输送钢管，去往各个掘进头用风点。
管路连接采用普通的快速管接头，每300m左右加一个大伸缩量快速管接头。

5 矿井通风设计
5.1 确定矿井通风系统
矿井通风方式的：中央并列式
该矿井采用副井用来进风，风井用来回风，副井位于-220m水平，进入矿井的新鲜风流主要通过轨道运输大巷送到回采工作面，皮带运输大巷仅保持最低风速，进入采区的新风通过专用皮带运输巷进入皮带顺槽，再经过工作面，乏风则通过运输顺槽进入专用回风巷，专用回风巷中的乏风进入到回风大巷再由风井排出矿井。掘进工作面所需风量通过设置在专用皮带运输巷的风筒来实现，掘进产生的乏风也则通过行人斜巷流入到专用回风巷中。
5.2 风量计算
5.2.1 采煤实际需风量
1）按瓦斯涌出量计算
瓦斯的绝对涌出量

=（240×3.5×0.97×0.8×1.3×6）×11.95×（1-56％）÷24÷60
＝18.56，m3/min
式中：——回采工作面的长度240m；
——煤层的厚度3.5m；
——遗煤率0.97；
——采煤机截深0.8m；
——煤炭容重1.3；
6 ——每天割煤刀数；
11.95——吨煤瓦斯涌出量m t 3/
56%——瓦斯抽方率；
24——每天小时数；
60——每小时分钟数。
根据《规程》规定，按照回采工作面的回风巷风流中瓦斯的浓度不得超过1％的要求计算。即
（4-1）
式中： —— 回采工作面实际需要风量，m3/min；
—— 该回采工作面回风巷中瓦斯的平均绝对涌出量，m3/min；
—— 该回采工作面的瓦斯涌出不均衡系数，是指在正常生产条件下，该回采工作面回风巷中的瓦斯（或者二氧化碳）最大绝对涌出量与平均涌出量之比，该值应从实测和统计中得出，一般可取1.2～2.1。本次设计K取1.5。
所以，＝100×18.56×1.5＝2784，m3/min。
2）按回采工作面气温与风速的关系计算
长臂回采工作面所需风量通过下面公式计算
，m3/min （4-2）
式中：——回采工作面的风速，取1.2m/s；
——回采工作面的平均断面积。由于采用支撑式支架，所以
；
所以，＝60×1.2×3.75×（3.5-0.3）＝891，m3/min。
3）按工作面工作人数计算
＝4×36＝144，m3/min （4-3）
式中：——工作面最多人数；
每人供风≮4m3/min。
4）风速验算
根据《规程》规定，回采工作面的最低风速为0.25 m/s，最高风速为4 m/s的要求进行验算。即每个回采工作面风量Q为：
m3/min； （4-4）
m3/min； （4-5）
式中：——回采工作面的面积。
5.2.2 掘进需风量
1）按瓦斯涌出量计算
绝对瓦斯涌出量

＝1.72 m3/min。
式中： ——回采面的断面积12m2；
——每天的掘进长度13.3 m；
——煤的容重1.3t/m3；
——吨煤瓦斯涌出量11.95m3/t；
24——每天小时数；
60——每小时分钟数。
因为，所以
，m3/min （4-6）
式中：——单个掘进工作面需要风量，m3/min；
——掘进工作面回风流中瓦斯的绝对涌出量，m3/t；
——瓦斯涌出不均衡通风系数，一般取1.5~2.0.取2.0。
2）按工作面通风工作人数计算
，m3/min （4-7）
式中：——掘进工作面最多人数，每人供风≮4m3/min。
3）按炸药量计算（由于未使用炸药，此项为空）
4）按风速进行验算
煤巷掘进工作面的风量：
＝344>0.25×60×12，m3/min （4-8）
式中：12——掘进巷道断面积m2。
5.2.3 硐室需风量
1）采区变电所风量 80 m3/min；
2）绞车房风量 80 m3/min；
3）火药库风量 100 m3/min。
5.2.4 分配矿井总风量
矿井总风量
＝（2784+344×2+80×2+100）×1.2＝4478.4 m3/min。
式中：1.2为风量系数。
分配风量：
工作面风量＝2784 m3/min；
掘进工作面： ＝×100，％ （4-9）
＝＝=471，m3/min
式中：——百米漏风率 ％；
——风筒的使用长度，m；
——局扇工作风量，m3/min；
——掘进面风量，m3/min。
掘进面总风量=471×2＝942，m3/min。
硐室需要风量 260，m3/min；
其他维护巷道需风量357.9，m3/min；
4个风门漏风量 439.3，m3/min。
5.3 计算井巷通风阻力
5.3.1 确定矿井通风的达产时期
本次设计首先开采的是S1盘区，S1采区最上层煤划分为7个条带，每个条带的服务期限为1年，按照从右向左的顺序编号依次为1～7号条带，1号条带既是达产时期
5.3.2 确定通风容易时期和困难时期
本次设计的是S1盘区，S1盘区最上层煤划分为7个条带，每个条带的服务期限为2年，按照从右向左的顺序编号依次为1～7号条带。
5.3.3 矿井通风阻力计算及风量调节
a 通风阻力计算
1）通风