1、煤矿工程井筒延伸刷大掘砌、机电安装、临时压风设施施工方案编 制： 审 核： 批 准： 版 本 号: ESZAQDGF001 编制单位： 编 制: 审 核： 批 准： 二XX年X月目录xx工程- 1 -施工方案- 1 -前 言1一、副井作为临时回风井前需完成工程2012.8.31）16、井上下通风设施的改造和构建。2二、一期工程安排2三、二期工程安排31、北轨道巷道扩刷32、采区变电所及水仓改造33、水仓内环及配水巷吸水井34、西绕道车场35、等候硐室及梯子间行人联巷36、副井底车场及东绕道改造38、10#煤轨道巷及主井底联巷49、煤仓下口联巷410、装载硐室联络巷411、煤仓412、10#煤集2、中轨道巷4四、三期工程安排41、4301运输顺槽及切眼42、南回风及4301回风巷改造：43、一采区运输巷改造：54、一采区回风巷改造：55、二采区回风巷：56、二采区第二回风联巷：58、二采区胶带巷：510、5101切眼511、二采区轨道巷：612、二采区运输联巷：6五、其它附属工程61、副井地面排矸系统62、锅炉房工程63、瓦斯抽放泵站工程64、主井绞车房工程65、主井地面生产系统66、主通风机安装工程67、中央变电所及水泵房安装工程68、采区变电所及排水设备安装工程710、主井10KV变电所安装工程711、工作面综采设备安装工程7六、矿井工程特点分析7七、编制依据81、XXXXXXXX煤3、业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计8八、编制原则和指导思想8九、需要说明的问题9第一章 矿井工程概况10第一节 矿井自然条件10一、矿井交通位置10二、地形地貌10三、气候及地震11四、煤田开发史12（一）兼并重组整合前各矿现状12五、水源、电源及通信情况13第二节 井田地质特征141. 井田地层142. 含煤地层153. 构造17三、煤层及煤质181. 煤层18四、井田水文地质361、瓦斯422、煤尘433、煤层自燃性434、地温435、该井田无煤与瓦斯突出危险性，无冲击地压。43第三节 矿井设计概况43第一节 井田境界及资源/储量43一、井田境界43二、资源/储量和可采储量44三、矿井4、设计生产能力及服务年限45四、井田开拓46五、采区布置48六、井上下主要运输设备48第四节 技改项目设计总工程量48一、技改项目井巷工程总量48二、土建工程50三、安装工程总量51第二章 矿井建设施工准备54第一节 前期准备54一、技术准备54二、工程准备54三、物资准备55四、劳动力准备55第二节 施工准备56一、施工准备内容56二、井筒施工准备工期排队56第三节 项目特点及对矿井技改项目条件的分析57一、项目特点57二、对矿井建设条件的分析57第四节 施工场地总平面布置58一、初步设计矿井工业广场总平面布置的简况与特点58二、工业场地施工总平面布置的原则58三、矿井工业广场场地施工总平面布5、置58第三章 三类工程施工方案60第一节 井筒延伸刷大掘砌施工方案60一、井筒工程地质条及水文地质条件60二、井筒技术参数62三、井筒施工方案62四、主要工序及施工方法63五、地面提绞设备布置65第二节 主要巷道工程掘砌施工方案65一、岩巷施工66二、煤巷施工68三、交岔点施工68四、煤仓施工方案68第三节 建筑工程的施工方案69一、主要工业与民用建筑施工方案69二、工程主要项目施工方法70第四节 机电安装工程的施工方案71一、技术准备72二、工程准备72三、组织准备73四、器材准备74五、机电安装工程施工方法74六、机电安装工程施工组织措施89第四章 三类工程施工顺序及排队93第一节 各类工6、程工期及进度指标的确定93一、井巷工程进度指标93二、土建、安装工程进度指标93第二节 关键线路的确定及其施工顺序93第三节 井巷工程施工顺序及和施工排队94一、井筒及主要巷道开工顺序方案94二、施工队排队94三、井筒施工方案94四、临时排水方案94五、临时通风方案94六、措施工程设计方案95七、施工排队结果95八、工程排队原则及加快建井速度措施95第四节 土建施工顺序及排队96一、土建工程量96二、土建工程排队依据和原则96三、土建工程实施办法和排队96第五节 机电安装工程施工顺序及排队97一、机电安装工程施工顺序安排97二、机电安装工程施工排队98第六节 三类工程施工顺序及排队98第五章 7、施工作业能力设计98第一节 提升设施98一、提升设备的布置及选型原则:98二、技改期间提升方案99三、提升系统99四、井下掘进提升绞车100第二节 技改项目施工期间通风设施100一、工程掘进井巷工程通风101Q掘QfIKfm3/min101三、永久通风系统102第三节 建井期间的供排水系统102一、技改期间井筒供排水102二、下山掘进排水设备103三、回采工作面顺槽及掘进面排水设备103五、永久排水设备103第四节 临时压风设施104一、供风方案104二、工业广场104第五节 井上下运输设施105一、地面运输方式105二、井下运输106第六节 施工供电、通信与照明107一、施工期间供电电源108、7二、施工期间临时通信109二、井上下照明109第七节 瓦斯监测、安全监测设施110第八节 矸石排放及工程煤的处理111第九节 供水、供热及采暖设施111一、供水111二、采暖和供热111第六章 矿井施工安全技术措施112第一节 瓦斯灾害防治措施112一、保证稳定的通风系统和风量112二、保证掘进工作面通风质量112三、加强瓦斯检查，及时采取措施处理113四、做好通风系统改变时的安全措施115第二节 防治水措施1162、采区排水阵地形成后，方可掘进回采巷道。1164、安装钻机探水前，必须遵守下列规定：116第三节 其他灾害防治117一、防火措施117二、顶板管理措施117三、综合防尘措施1189、第四节 井巷施工安全技术措施119一、井筒刷大施工119二、巷道施工安全技术措施124三、 巷道维修安全措施125第五节 土建施工安全技术措施1254、所有设备均要制订操作规程，并挂牌到现场。126第六节 提升、运输安全技术措施126一、提升、运输安全技术措施126二、安装工程安全技术措施128第七节 机电设备管理措施130第八节 爆破作业安全技术措施1323、工作面放炮时，放炮地点20米范围内必须洒水灭尘。13318、各类巷道放炮均应采用三人连锁放炮制。13520、炸药管理和炸药运输必须符合煤矿安全规程规定。135第九节 个体安全防护措施135第十节 文明生产及环保136第十一节 生产施工人10、员培训137第七章 施工阶段“三控一管 ”138第一节 施工阶段的工期控制1381、工期目标和进度计划1382、工期控制的动态管理138第二节 施工阶段的质量控制139一、控制阶段139二、施工质量控制139第三节 施工阶段的资金控制140一、投资控制阶段140二、投资控制的途径140第四节 施工阶段的安全管理140一、安全保证体系140二、矿井建设安全控制阶段及其特点141第八章 技术资源平衡142第一节 劳动组织及劳动力平衡142一、井巷工程142三、三类工程劳动力配备145第九章 施工组织设计的技术分析及主要经济技术指标146第一节 施工组织设计的技术分析146一、矿井建设工期的合理性分11、析146二、保证工程质量可靠性分析146三、劳动组织及劳动力可行性分析147第二节 施工组织设计主要技术经济指标147（一）矿井建设工程量147（二）矿井建设投资147（三）主要工程进度指标148（四）、矿井建设工期148前 言根据XX省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室XX重组办发200945号文“关于XX市XX煤矿企业兼并重组整合方案（部分）的批复”，XX煤矿井田范围由XX煤业有限公司、原XX煤业有限公司及部分新增区进行兼并重组整合而成，2009年11月经XX省工商行政管理局核准矿井名称变更为“XXXXXXXX煤业有限公司”，兼并重组整合主体企业为XXXX有限责任公司。2009年11月，12、XX省国土资源厅颁发了采矿许可证（证号，井田面积为4.2979km2，批准开采410号煤层，生产规模900kt/a。为此，我公司编制本矿井施工组织设计。为规范建设程序，保证矿井建设安全有序进行，按照矿井建设一、二、三期工程先后顺序的原则，我矿对矿建工程、土建工程、安装工程的施工顺序重新进行了调整、编排，现将调整说明如下：一、副井作为临时回风井前需完成工程2012.8.31） 在扩刷风井时，计划将副井作为临时回风井使用，为完成通风系统转换，需完成以下井上下工程：1、计划利用北皮带巷与副井联络的原布置在4#煤层的两条巷道作为临时总回风巷，使轨道暗斜井进风，副井井底处于新鲜风流中，需在现有系统的基础13、上施工一条长80m的联络巷及两座风桥。另外，为了满足通风需求，需对4#煤与副井联巷部分地段进行扩刷，工程量170m。2、在施工一期工程期间，为满足副井排矸要求，需完成副井井底推车机基础施工，以便井底推车机的安装。3、为便于排矸，需在北皮带机尾施工一临时储矸仓，工程量9m。4、完成副井临时风道93m、永久锁口、副井上下口摇台等工程。5、为保证主井延深时的正常进风，需完成主井地面进风配风巷的施工35m。6、井上下通风设施的改造和构建。7、完成副井永久井架、绞车、罐笼、信号等副井提升系统的安装与调试。二、一期工程安排2013.8.15）2012.10.31）。2012.12.31）。2013.2.214、8）。2013.5.15）。2013.6.15）。2013.8.15）。2012.8.31）2012.5.30）。2012.7.31）。2012.8.15）。2012.8.31）2013.8.20）在副井具备提升条件后随即开展风井刷大工程，风井刷大主要工程为：2012.9.30）2012.10.31）。2012.11. 20）。2013.5. 20）。2013.6. 20）6、梯子间安装、抽放、黄泥灌浆、防尘管路各敷设一趟，计划三个月完成（2013.5. 202013.8. 20）2013.8.20）。2012.12.31）。2012.7.15）2013.1.15）。三、二期工程安排在一期工程15、完工后井下开始进行二期工程的施工，施工顺序分别为：1、北轨道巷道扩刷总工程量288米，计划工期3.2个月，2013年8月21日开工，2013年11月26日完工。2、采区变电所及水仓改造总工程量180米，计划工期3个月，2014年3月16日开工，2014年6月15日完工。3、水仓内环及配水巷吸水井总工程量175米，计划工期5.8个月，2013年8月21日开工，2014年2月15日完工。4、西绕道车场总工程量40米，计划工期1.3个月，2013年10月28日开工，2013年12月07日完工。5、等候硐室及梯子间行人联巷总工程量90米，计划工期2个月，2013年12月8日开工，2014年2月7日完工16、。6、副井底车场及东绕道改造总工程量100米，计划工期2.2个月，2013年8月21日开工，2013年10月27完工。7、528行人巷总工程量240米，计划工期5.3个月，2014年2月8日开工，2014年7月18日完工。8、10#煤轨道巷及主井底联巷总工程量290米，计划工期2个月，2012年11月16日开工，2013年1月15日完工。9、煤仓下口联巷总工程量176米，计划工期2个月，2013年1月16日开工，2013年3月15日完工。10、装载硐室联络巷总工程量70米，计划工期1.2个月，2013年3月16日开工，2013年4月20日完工。11、煤仓总工程量30米，计划工期2个月，201317、年4月21日开工，2013年6月20日完工。12、10#煤集中轨道巷总工程量280米，计划工期3.3个月，2013年12月4日开工，2014年3月12日完工。13、10#轨道巷总工程量270米，计划工期2.3个月，2014年3月13日开工，2014年5月20日完工。四、三期工程安排1、4301运输顺槽及切眼总工程量292米，计划工期2.4个月，2013年11月27日开工，2014年2月10日完工。2、南回风及4301回风巷改造：总工程量685米，计划工期4.6个月，2014年2月11日开工，2014年6月28日完工。3、一采区运输巷改造：总工程量150米，计划工期1.67个月，2013年10月18、18日开工，2013年12月3日完工。4、一采区回风巷改造：总工程量350米，计划工期3.89个月，2013年6月21日开工，2013年10月18日完工。5、二采区回风巷：总工程量208米，计划工期3个月，2013年8月21日开工，2013年11月23日完工。6、二采区第二回风联巷：总工程量34米，计划工期1.1个月，2013年11月24日开工，2013年12月28日完工。7、5101回风尾巷：总工程量1130米，计划工期5.7个月，2013年12月29日开工，2014年5月20日完工。8、二采区胶带巷：总工程量82米，计划工期2.7个月，2013年8月21日开工，2013年11月12日完工。19、9、5101运输顺槽： 总工程量1061米，计划工期6.4个月，2013年11月13日开工，2014年5月18日完工。10、5101切眼总工程量150米，计划工期1个月，2014年5月19日开工，2014年6月18日完工。11、二采区轨道巷：总工程量220米，计划工期1个月，2013年8月21日开工，2013年11月25日完工。12、二采区运输联巷：总工程量108米，计划工期1.7个月，2013年11月26日开工，2014年1月20日完工。13、5101回风顺槽总工程量1132米，计划工期6个月，2014年1月21日开工，2014年7月10日完工。五、其它附属工程1、副井地面排矸系统2、锅炉房20、工程3、瓦斯抽放泵站工程4、主井绞车房工程5、主井地面生产系统6、主通风机安装工程7、中央变电所及水泵房安装工程8、采区变电所及排水设备安装工程9、35KV变电所安装工程10、主井10KV变电所安装工程11、工作面综采设备安装工程六、矿井工程特点分析立井工程方面：1）主立井（延深）：垂深482m，净直径4.2m，净断面13.85m2，表土段和基岩段均采用混凝土支护，装备一对9t箕斗，担负全矿井的煤炭提升任务，兼作进风井。2）副立井（已有延深）：垂深415.5m，净直径6.0m，净断面28.27m2，表土段采用钢筋混凝土支护，基岩段采用混凝土支护，装备一对1t双层四车宽窄罐笼，设梯子间，担负全矿21、井的提矸、下料及人员升降等辅助提升任务，兼作进风井及安全出口。3）回风立井（刷大）：垂深415m，净直径6.0m，净断面28.27m2，表土段采用钢筋混凝土支护，基岩段采用混凝土支护，设梯子间，担负全矿井的回风井任务兼作安全出口。回风暗斜井：在4号煤层新掘回风暗斜井至10号煤层，倾角250，斜长154m，净宽4.5m，净断面15.15 m2，设行人台阶和扶手，担负主副立井井底的回风任务兼作安全出口，并为今后担负矿井回风任务和安全出口留有充分的余地。巷道工程方面：设一个主水平和一个辅助水平开采全井田。利用已有的胶带大巷、轨道大巷、回风大巷开采二采区4号煤层，三条大巷均沿4号煤层布置；利用已有的一22、采区胶带巷、一采区轨道巷、一采区回风巷开采一采区4、5号煤层，三条采区巷均沿4号煤层底板布置；在井田中央偏东向西新掘三条巷道至井田边界开采二采区5号煤层，分别为二采区胶带巷、二采区轨道巷、二采区回风巷，二采区胶带巷沿5号煤层底板布置，二采区轨道和二采区回风巷沿4号煤层底板布置，在井田西部遇到采空区后沿5号煤层底板布置。巷道间距30m，巷道保护煤柱30m。4号煤层轨道大巷通过轨道暗斜井与井底车场相连，井底清理撒煤巷通过10号煤层轨道大巷与井底车场相连。矿井自然条件方面：井田内主要可采煤层为焦煤和瘦煤。井田水文地质类型属中等复杂。预计开采4、5号煤层正常涌水量70m3/h，最大涌水量100m3/h23、；开采9、10号煤层的正常涌水量100m3/h，最大涌水量120m3/h。七、编制依据施工组织设计编制的主要依据是：1、XXXXXXXX煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计说明书2、国家和颁部的技术政策、法规、标准、煤矿安全规程、各专业施工及验收规范、预算定额、有关经济指标，劳动保护，环境保护相关文件。八、编制原则和指导思想1、认真贯彻执行国家各项建设方针、技术政策、经济政策，在确保安全和工程质量的前提下，科学合理安排工程进度，立足高标准，早试产，早出煤，达到稳产高产。2、科学合理安排各环节施工顺序，优化施工方法，精心组织三类工程平行交叉作业和均衡施工，采取技术组织措施，保证关键线路工程连24、续快速施工。3、积极合理地采用和推广国内外行之有效的先进技术和先进经验，选用成套的平巷、斜巷的施工设备，提高矿井建设机械化水平，改善劳动条件，提高劳动生产率。4、认真贯彻“安全第一、预防为主、综合治理”的方针，制定切实可行的安全技术措施，确保参建人员的生命安全和矿井建设的顺利进行，确保设计的安全设施必须与主体工程同时投入使用。把防水、防火、防瓦斯、防尘等自然灾害防治工作贯穿到各单位工程各道工序、各项系统形成当中，做到防治结合，万无一失。5、尽量利用永久设施技术改造，严格控制大临工程，以缩短建设工期，节省投资。6、坚持行之有效的承包经营制，招标投标制，项目目标管理制，建设监理制等制度，并不断创新25、和深化。九、需要说明的问题1、本矿井的建设工期要求比较紧，在编制本设计时，是按照多队多头平行作业考虑的，所以要求在选择施工队伍时，应选择素质好的施工队伍，并加强施工现场运输管理。2、该矿属技术改造矿井，在副井完成永久装备后风井形成永久通风系统前，采用副井做为临时回风井，同时该井筒也将担负全矿井提矸、下料、人员升降等辅助提升任务，通风系统管理难度大。3、该矿开采4号、5号煤层以防治瓦斯和老空水为主。井下原有巷道及采空区较多，施工时必须坚持“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采”的原则，并要防止老空有害气体涌出。井田范围内共有2个报废的井筒和2个钻孔，井巷在接近这些井筒或钻孔时，必须进行探放水。26、对报废的井筒应按规程要求封填严实。由于开采深度较浅，应经常检查地表采动裂隙（尤其是雨季前后），及时填平压实，防止地表水渗入井下。4、为保证施工安全，防止发生突水淹井事故，只能在下山排水阵地形成后方可施工回采巷道。第一章 矿井工程概况第一节 矿井自然条件一、矿井交通位置XX煤矿位于XX县城西北10km处XX镇西北，行政区划属XX县XX镇管辖。其地理坐标为：东经11104501100707北纬372610372715X南距XX县城10km，北距离石市区12km，307国道和XX铁路由井田东侧通过，井田距离石火车站约3km，距XX火车站约11km，由XX沿307国道经离石出入口可与太(原)军(渡)高27、速公路相接，交通便利。详见交通位置图111。二、地形地貌井田地处XX山区，为典型的黄土高原侵蚀地貌，地表切割强烈，黄土梁峁绵延起伏，冲沟密集而狭窄，形态多呈“V”字形，冲沟与黄土梁、峁、垣相间分布，常见陡崖、黄土残柱及陷穴等微地貌景观。综观井田地形，总体为西高东低。井田内地形最高点位于井田南部冯家山山梁，标高1142.18m，最低点位于井田东部边界处南川河河床，标高936.00m。最大相对高差206.18m。图1-1-1 交 通 位 置 图三、气候及地震井田地处晋西北黄土高原，为大陆性季风气候，属暖温带半干旱地区。气温变化昼夜悬殊，四季分明。降水量有限，多呈干旱状态。冬春两季多西北风少雪雨。而28、夏季雨量集中，有时出现洪水灾害。年平均气温12.5，1月份最低，平均为6.9，极端最低气温为20.1；7月份最高，平均为24.6，极端最高气温达32.5。一般降至0时间在10月中旬，回升至0的时间在翌年4月中旬。多年平均降水量为464.2mm，历年最大降水量为577.7mm，最小为374.4mm。雨量集中于69月份，占全年总降水量的60。多年平均蒸发量为1711mm（48月蒸发量最大），蒸发量大于降水量风向多为西北风，风速历年平均2.5m/s，最大月(35月)平均3.1m/s，最小月(8月)平均2.2m/s。初霜期在10月上旬，终霜期在翌年3月初。平均无霜期175天。冰冻期平均为11月下旬，解29、冻期为翌年3月底，最大冻土深度0.91cm。据国家建筑防震设计规范（GB50011-2001），本区地震基本烈度为度，设计地震动峰值加速度为0.05g。据历史记载，本区及附近未发生过大地震。只在1829年4月(清道光九年三月)离石发生过5.25级地震，震中位置为北纬3730，东经11112。四、煤田开发史（一）兼并重组整合前各矿现状XX煤矿由原XXXX煤业有限公司、原XXXXxx煤业有限公司及部分新增区进行兼并重组整合而成，各矿现状如下：（1）原XXXX煤业有限公司（基建矿井）始建于1988年，2002年11月投产，井田面积1.98km2，批准开采4、10号煤层，矿井生产能力300kt/a。230、008年2月18日XX市煤炭工业局以吕煤行字200867号文批复了XXXX煤业有限公司调整生产系统初步设计，生产能力维持300kt/a不变。采用立井开拓，利用已施工至10号煤层的立井作为副立井，净径6.0m，装备一对1t双层四车宽窄罐笼和梯子间，担负全矿井提矸、下料、人员升降等辅助提升任务，兼作进风井及安全出口；利用原主立井作为主立井，净径4.2m，装备一对9t箕斗，担负全矿井提煤任务，兼作进风井；利用原副立井作专用回风井，净径3.0m，装备梯子间，担负全矿井回风任务兼作安全出口。现开采4号煤层，采用短壁炮采采煤方法，全部垮落法管理顶板。高瓦斯矿井，中央并列式通风方式。开采4号煤层，井底车场布31、置在10号煤层的+521m水平，4号煤层轨道大巷通过轨道暗斜井与井底车场相连，主立井落底后，向北布置三条大巷，分别为胶带大巷、轨道大巷、回风大巷，向东布置三条采区巷，分别一采区胶带巷、一采区轨道巷、一采区回风巷。（2）XXXXXX煤业有限公司（生产矿井）始建于1989年，1994年投产，井田面积1.10km2，批准开采4号煤层，矿井生产能力150kt/a。采用立、斜井开拓，主立井，净径4.2m，担负全矿井提煤任务，兼作进风井；回风立井，净径2.5m，担负全矿井回风任务兼作安全出口；行人斜井净宽0.7m，设台阶扶手，作为矿井安全出口。采煤方法为走向长壁炮采，工作面采用单体液压支柱配型梁支护，全部32、垮落法管理顶板。低瓦斯矿井，中央并列式通风方式。五、水源、电源及通信情况1、水源该矿生活用水来自奥陶系石灰岩含水层，该层岩溶裂隙发育，富水性强，水质优良，开采奥陶系岩溶水可作为生产用水，以上水源能满足生产、生活需求。2、电源XX煤矿双回路电源分别引自大土河110kV中心站35kV母线段（导线型号选用LGJ-120钢芯铝绞线，输电距离为8km）和大土河热电一厂35kV母线段（导线型号选用LGJ-120钢芯铝绞线，输电距离为5km）。3、通信对外通讯使用网通公司电话网络，对内通讯使用程控电话。第二节 井田地质特征2010年7月，XXXX实业有限公司提交了XXXXXXXX煤业有限公司兼并重组整合矿井33、地质报告，2010年9月2日，XX省煤炭工业厅以晋煤规发2010958号文批复。现将本区地质情况简介如下：1. 井田地层井田位于河东煤田中段，离石矿区东部边缘，井田内地表大部为黄土覆盖，根据钻孔揭露情况，井田范围内沉积地层由下而上依次为：（1）奥陶系中统峰峰组（O2f）埋藏于井田深部，地层厚度117142m，岩性底部多为角砾状石灰岩，中下部为泥灰岩、灰岩、含脉状纤维质石膏或层状隐晶质石膏35层。上部为中厚层石灰岩，夹有薄层角砾状泥灰岩、泥岩。（2）石炭系中统本溪组（C2b）平行不整合于下伏奥陶系灰岩之上。底部为鸡窝状XX式铁矿和浅灰色铝土岩，即铁铝层段。之上为深灰色泥岩、砂质泥岩夹泥岩、粉砂岩34、和2-3层不稳定石灰岩及1-2层薄煤线。本组厚度24.0548.71m，平均32.78m。（3）石炭系上统太原组（C3t）连续沉积于本溪组之上，为井田内主要含煤地层之一，地层厚度60.5086.18m，平均72.84m，岩性为灰-灰白色砂岩，深灰色泥岩、砂质泥岩间夹4-6层煤层，其中9、10号煤层为井田主要可采煤层。自下而上发育的L1、L2、L3（L1、L2多合并为一层，有时L1、L2、L3合并为一层）、L4、L55层石灰岩，层位基本稳定，为良好的标志层。本组底部以一层灰白色中细粒石英砂岩（K1）与本溪组分界。（4）二叠系下统XX组（P1s）井田主要含煤地层之一，与下伏太原组呈连续沉积，地层厚35、度64.30-83.45m，平均71.53m。岩性由深灰-灰黑色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩和6-10层煤层组成，其中4、5号煤层为可采煤层，底部分界砂岩（K3）为一层灰白色中细粒砂岩。（5）二叠系下统下石盒子组（P1x）连续沉积于XX组之上，岩性为灰-灰绿色砂岩夹深灰色粉砂岩、泥岩、砂质泥岩，下部偶夹12层煤线，顶部有一层浅灰、紫红斑杂色铝质泥岩，俗称：桃花泥岩，为良好辅助标志层。底部以一层灰绿色中粗粒砂岩（K4）与XX组分界。本组厚度71.08-107.60m，平均86.71m。（6）二叠系上统上石盒子组（P2s）连续沉积于下伏下石盒子组之上，根据岩性组合特征，可分为上下两段：下段(P2s1)为36、紫色、黄绿色粉砂岩、砂质泥岩、泥岩和黄绿色砂岩互层，底部以黄绿色厚层中粗砂岩(K6)与下石盒子组分界。上段(P2s2)由深紫色为主，夹灰绿、黄绿色条带的泥岩、砂质泥岩及灰白、黄绿色砂岩组成，井田内本组上部被剥蚀，最大残留厚度为300m左右。（7）上第三系上新统(N2)岩性由棕红色粘土、亚粘土组成，含有钙质结核。与下伏基岩呈角度不整合接触。厚度060.00m，平均15.00m。（8）第四系中、上更新统（Q2+3）广泛分布于井田内，上部为第四系上更新统黄色亚砂土，下部为中更新统浅红、红黄色亚粘土，垂直节理发育，厚度0112.00m，平均71.00m。（9）第四系全新统（Q4）分布于井田东部，边界附37、近南川河河床和一级阶地，为近代冲积、洪积层，由砾石、卵石、砂、砂土组成。厚度040.00m，平均10.00m左右。2. 含煤地层井田内主要含煤地层为石炭系上统太原组和二叠系下统XX组。此外，在本溪组和下石盒子组也含有少量不稳定的薄煤层和煤线。现将井田主要含煤地层叙述如下：（1）太原组（C3t）为一套海陆交互相含煤地层，平均厚度72.84m左右，根据岩性岩相组合特征，自下而上可分为三段：1）下段由K1砂岩底至10号煤层顶，厚度26.20m左右，岩性以深灰色泥岩、砂质泥岩为主，夹有灰色中、细、粉砂岩和一层稳定的10号煤层，底部K1砂岩为一层中-细粒石英砂岩，成分以石英和石英质岩屑为主，硅质泥质胶结38、，磨圆度较好，分选中等，垂向上呈正序列，发育有板状交错层理。不稳定，厚度变化大，平均厚度为6.39m。本段泥质岩类成分主要为高岭石，次为伊利石、低开石及锂云母等，常见陆源石英、长石及岩屑等混入物。顶部泥岩中富含球粒状菱铁矿。本段为一套海退的泻湖、障壁岛体系沉积，其间有过一次范围不广的泥沼环境，沉积了一层不稳定的薄煤层。2）中段由10号煤层顶至L4灰岩顶，厚度35.80m左右。岩性由深灰色泥岩、砂质泥岩间4层石灰岩（L1、L2、L3、L4，井田内L1、L2大多合并为一层）和3层薄煤层（7、8、9号）组成，本段所含10号煤层为井田主要可采煤层之一。本段所含4层灰岩中，L1（L1、L2合并层）灰岩为39、泥晶泥质灰岩。含腕足类、苔藓类、瓣鳃类等化石。L3灰岩为生物泥晶泥质灰岩，基质中含有少量硅质，化石呈片状，种类有腕足、棘皮动物等。L4灰岩为泥晶生物含泥灰岩，生物化石有苔藓、腕足类、棘皮动物等。所含砂岩以中细粒为主，具交错层理，垂向上以反粒序为主，碎屑成分以石英、燧石、岩屑为主，泥质胶结，磨圆、分选较好。本段泥质岩成分主要为高岭石、石英和云母，含少量菱铁矿结核。该段属湖坪体系沉积，三次海退海进分别形成了砂坪、泥坪、沼泽和泥岩及碳酸盐岩台地沉积环境，沉积了普遍发育的L1、（L1+L2）、和L3、L4三层灰岩，其中由于前二次海侵间隙较短，只局部出现了其间海退期的泥坪沉积，大部地区则前二次海侵叠加，40、及后续的两次海侵，分别形成历时较长的碳酸盐台地环境，沉积了较厚的灰岩地层。3）上段由L4灰岩顶至K3砂岩底，厚度12.84m左右，岩性由深灰色泥岩、砂质泥岩，1层石灰岩（L5）和1层煤层（6号）组成。所含砂岩以中细粒为主，发育大型交错层理磨圆、分选较好，成分以石英、长石及岩屑为主，泥质胶结。本段所含6号煤层井田内不可采。所含泥质岩成分以高岭石、石英云母为主。本段亦属潮坪体系沉积，两次海退海进分别经历了由潮间坪-泥炭坪环境的演变过程。由于泥炭坪环境相对稳定性差，致沉积煤层多不可采。（2）XX组（P1s）为一套陆相碎屑岩含煤地层，平均厚度71.53m。岩性主要由深灰色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩间34层41、中、细粒砂岩和68层煤层组成。所含煤层中、下部4号、5号煤层为可采煤层。其余煤层均不可采。本组所含砂岩多以中细粒为主，成分以石英、长石和岩屑为主，有时含煤屑。砂粒磨圆、分选中等，交错层理发育，有时有冲刷下伏地层现象。该组所含泥岩多具水平层理，局部富含植物茎叶化石。本组属三角洲体系沉积，随着晚石炭世最后一次海侵的结束，早二叠世早期，井田一带逐渐过渡为三角洲沉积环境，而三角洲沼泽化就成为XX组主要煤层堆积的良好基础，故而沉积了井田可采的4、5号煤层。3. 构造井田位于河东煤田中段，区域构造位置处于XX山复背斜之次级构造XX离石向斜中段，XX离石向斜轴由井田东部穿过，轴向N45W，轴部附近两翼地层平42、缓，倾角为610左右，西南翼靠近井田边界附近，地层倾角增大为1533。另外，根据地表出露和该矿井下巷道揭露，在井田内还发育1条大型正断层和2条落差510m的中小型正断层。现将井田内3条正断层叙述如下：F1正断层：位于井田南部边界附近，为区域较大断层，井田边界附近基岩露头处有出露，断层走向N20W倾向NE，倾角70，落差100m。该断层未切入4号和5号煤层，仅在井田西南角的9号和10号煤层中出现，延展长度300m。F2正断层：位于井田东部，地表露头处可见断层出露点，另外，原XX煤矿井下巷道也曾揭露，断层走向N2040E，倾向SE，倾角58，落差5m，延伸长度1700m左右。F3正断层：位于井田西43、部，为地表出露断层，原万峰金泰煤矿井下巷道亦曾揭露。断层走向N45E，倾向NE，倾角78，落差10m，延伸长度690m左右。井田内未发现陷落柱等其他构造现象，亦未发现岩浆侵入现象。井田总体构造属简单类型。三、煤层及煤质1. 煤层（1）含煤性井田含煤地层为石炭系上统太原组和二叠系下统XX组。XX组平均厚度71.53m，含01、02、03、3、4、5、5下号煤层，其中4、5号煤层为可采煤层。煤层平均总厚4.05m，含煤系数5.7%；可采煤层厚2.27m，可采含煤系数3.2%。太原组平均厚度72.84m，含6、7、8、9、10、11号煤层，其中9、10号煤层为稳定可采煤层。煤层平均总厚6.27m，含44、煤系数8.6%；可采煤层厚5.23m，可采含煤系数7.2%。煤系地层总厚144.37m，含煤总厚10.32m，含煤系数7.1%；可采煤层厚6.84m，可采含煤系数4.7%。可采煤层特征详见表211。表211 可采煤层特征表含煤地层煤层编号厚度层间距结构（夹矸数）稳定性可采性顶底板岩性最小最大平均（m）最小最大平均（m）顶板底板山西组40.512.061.3911.0517.7814.6931.1047.1244.927.4510.328.68简单(01)稳定大部可采泥岩砂质泥岩泥岩砂质泥岩砂岩501.440.88简单(01)稳定大部可采泥岩砂质泥岩砂岩泥岩砂质泥岩砂岩太原组90.751.50145、.11简单(01)稳定赋存区可采炭质泥岩泥岩砂质泥岩中细砂岩泥岩砂质泥岩细砂岩102.285.404.12复杂(13)稳定赋存区可采砂质泥岩粉砂岩泥岩砂质泥岩细砂岩四、井田水文地质(一)地表水井田内无常年性地表河流，仅几条较大沟谷中雨季有短暂洪水通过，向东北流入南川河后向北汇入三川河，三川河向西南排向黄河。(二) 井田主要含水层（1）奥陶系灰岩岩溶裂隙含水层在井田内全部被覆盖，埋藏于井田深部，地层厚度大，分布广泛，溶洞和裂隙发育，具有良好的含水空间，富水性强，水量大，水质较好，是井田主要含水层。据井田东侧原裕祥煤矿2006年在其东南部工业广场施工的水源井资料，奥灰水位标高为805.17m，出水46、量为55m3/h。根据以上水源井资料和区域奥灰等水位线推测井田内奥灰水位在805806m左右，水质属HCO3-CaMg型，矿化度0.20.5g/L。井田中东部煤层底板标高低于奥灰水位，属于带压开采，在开采时要注意奥灰水突水事故的发生。（2）石炭系上统太原组灰岩岩溶裂隙含水层太原组含水层主要为三层石灰岩，从上到下为L5、L4、L1，总厚约18.15m左右，灰岩裂隙较发育，岩芯较破碎。钻孔在灰岩地层中，大部分出现漏水情况，井田灰岩含水层顶板埋深在5457m左右。据井田东北5.5km处12号水文孔和井田东南侧4km处20号水文孔抽水试验资料，单位涌水量12号孔为q=0.0047L/sm，20号孔为q47、=0.207L/sm，渗透系数12号孔为0.0131m/d，20号孔为1.23m/d，水位标高分别为929.44m和946.67m。水质类型为HCO3- CaMgNa型，矿化度0.464g/L。该含水层属弱中等富水含水层。（3）二叠系碎屑岩类砂岩裂隙含水层井田内该含水层有部分出露，含水层以细、中粗砂岩为主，平均厚度17.90m。含水层裂隙不发育，富水性弱。顶板埋深为0405m，据离石详查勘探时钻孔抽水资料，单位涌水量12号孔为q=0.0008L/sm，20号孔为q=0.0022L/sm，渗透系数12号孔为0.0028m/d，20号孔为0.012m/d，水位标高分别为955.62m和972.0448、m，水质类型为HCO3-CaMgNa型，矿化度0.696g/L。该含水层属弱富水含水层。（4）第四系、上第三系孔隙含水层第四系中、上更新统出露高，补给条件差，含水层连续性差，基本属透水不含水层。全新统主要分布于井田沟谷中及北部边缘，含水层以砂砾石层为主，厚度小，富水性也较弱。水质属HCO3SO4-CaMg型。上第三系上新统广泛出露于井田沟谷中，含水层为砂砾岩，民井出水量小于10t/d。水质属HCO3-Na型。(三)井田主要隔水层（1）XX组隔水层XX组5号煤以下至太原组L5灰岩之间是以泥岩为主，砂、泥岩互层的一套地层，厚度18.00m左右，连续稳定，其中泥岩、粘土岩隔水性好，可视为XX组与太原49、组之间良好的隔水层。（2）本溪组隔水层本溪组平均厚32.78m，岩性主要为泥岩、铝土岩、粉砂岩和砂岩，该组有时夹薄层石灰岩或薄煤层，其中泥质岩隔水性能好，在区域内稳定，是良好的隔水层。（四）井田地下水的补径排条件井田奥陶系灰岩水属区域岩溶水的径流区，岩溶水流经井田向南排出边界，至柳林泉，井田距柳林泉排泄区较近，水力坡度小。石炭系和二叠系灰岩、砂岩裂隙含水层在裸露区接受大气降水补给后，沿岩层倾斜方向运移，上部含水层在切割沟谷中以泉的形式排泄，下部含水层中水则顺岩层倾向运移，流出井田外，矿坑排水是其主要排泄途径。（五）井田充水因素分析（1）大气降水和地表水体本区年降水量为374.4mm577.7m50、m，属半干旱地区，井田内无常年性地表河流，仅雨季沟谷中有短暂洪水排泄，井田地形坡度较陡，植被不发育，有利于自然排水，入渗补给地下水条件差，只在基岩露头的沟谷中有少量的入渗，对于XX组砂岩含水层，由于其上有较多隔水层分布，接受大气降水的直接补给很少。总之，大气降水和地表水体对矿井直接充水影响较小。但从大范围来说，在周围基岩露头区，大气降水和地表水应该是各含水层的重要补给来源。（2）顶板裂隙水和井筒渗水4、5号煤层直接充水含水层是XX组砂岩裂隙含水层，9、10号煤层直接充水含水层为太原组岩溶裂隙含水层，均属弱富水含水层，根据整合前各煤矿开采4号煤层情况，井下主要为采空区和井筒渗水，顶板淋水井下涌水51、很小，顶板裂隙水对矿井生产影响不大。（3）采空区、古空区积水井田内4号煤层已分布多处采空区，部分采空区分布有积水。东部相对低处的煤层开采存在充水影响。据整合前各煤矿开采情况，原永祥煤业公司矿井涌水量为480720m3/d，井下涌水主要为采空区渗水，水量510m3/d不等，对矿井生产带来一定影响。据本次调查并采用经验公式W=KMF(K为积水系数，M为煤层采高，F为积水区面积)估算了积水区积水量，估算结果，井田共分布4号煤层积水区6处，合计积水量27083m3，积水情况详见表213。表213 采空区积水量预测表编号积水区位置煤层编号积水区面积(m2)积水系数K煤层厚M(m)煤层倾角()预测积水量（52、m3）1原永祥煤业公司4194050.151.50844092原永祥煤业公司4182700.151.50841513原永祥煤业公司499900.151.50822704原万峰金泰煤业公司4180630.151.502846035原万峰金泰煤业公司4189750.151.502848366原万峰金泰煤业公司4259600.151.503168147合 计27083关于周边煤矿，本井田边界邻近没有其它煤矿分布，仅东侧南川河东岸有付家焉煤矿，与本井田边界相距10001500m，其开采情况对本矿生产无影响。（4）开采煤层形成的导水裂缝带井田主要水害是采空区积水和奥灰水，整合前各煤矿均开采4号煤层，已分53、布多处采空区，在采空区低洼处有一定积水。经本次调查，井田内4号煤层分布采空积水区6处，总积水量约27083m3。对上部4号煤层采空区积水如不及时探放，会全部贯入下部5号煤层采空区，形成灾害。经计算，开采9号煤层顶板冒落带高度为3.567.96m，导水裂隙带最大高度为30.6034.49m，5、9号煤层间距为31.1047.12m，平均44.92m。因此开采9号煤层的顶板导水裂隙在部分地段将会延伸到上部5号煤层采空区，所以将来开采9号煤层时也应对上部5号煤层采空区积水进行探放，确保安全生产。经计算，开采10号煤层及顶板冒落高度为9.9714.37m，导水裂隙带最大高度为49.7256.48m，954、10号煤层间距为7.4510.32m，平均8.68m。因此将来开采10号煤层时要对上部9号煤层采空区积水进行探放，防范上部9号煤层采空区积水突入巷道造成水害事故。（5）奥灰水对煤层开采的影响井田奥灰水位标高805806m，井田批采的4、5、9、10号煤层底板大部地段位于奥陶系中统石灰岩岩溶裂隙含水层水位之下，即煤层底板标高804m以下地段均属带压处。根据奥灰突水系数公式来计算奥灰岩溶水对井田4、5、9、10号煤层的影响。突水系数计算公式：Ts=P/MP=（H0H1M）0.0098式中：Ts突水系数，MPa/m；P隔水层底板承受的静水压力，MPa；M底板隔水层厚度，m；H1煤层底板最低标高，m55、；H0奥灰岩溶水水位标高，m。4、5、9、10号煤层底板最低处为井田东部164号钻孔处煤层底板最低标高(H1)分别为548.61m、539.50m、488.45m和474.18m，4、5、9、10号煤层距奥灰顶面隔水层厚度（M）分别为125.27m、116.16m、68.23m和53.78m；该地段奥灰岩溶水水位标高（H0）805m。求得4、5、9、10号煤层突水系数分别为0.030MPa/m、0.032MPa/m、0.055MPa/m、0.070MPa/m。其中4、5、9号煤层小于具有构造破坏的地区安全突水系数0.06MPa/m，10号煤层小于正常块段安全突水系数0.10MPa/m，但大于构56、造破坏地区安全突水系数0.06MPa/m。故推测奥陶系灰岩岩溶水对井田内开采4、5、9号煤层突水的可能性小。开采10号煤层在构造破坏地段突水可能增大，在正常地段突水可能性小。经计算10号煤层底板标高530m处奥灰突水系数为0.06MPa/m，即底板标高530m以上地段为相对安全区。（六）矿井水文地质类型井田内4、5号煤层充水含水层为XX组砂岩裂隙含水层，9、10号煤层充水含水层为太原组灰岩岩溶裂隙含水层，富水性弱，补给条件差。另外根据矿方提供的资料，整合前开采4号煤层的矿井涌水量，原XX煤业公司为480720m3/d。原万峰金泰煤业公司为150320m3/d。煤矿井下主要为采空区渗水和井筒渗水57、及顶板裂隙水，对煤层开采有一定影响，而奥灰水对上部4、5、9号煤层开采影响不大，但对下部10号煤层开采有一定影响。另外井田内采空区分布多处积水，对煤层开采存在潜在危险。综合分析，该矿矿井水文地质类型为中等复杂类型，即10号煤层底板标高530m以下地段存在奥灰突水危险性，该地段矿井水文地质类型为复杂类型，其余地段和其余煤层矿井水文地质类型均为中等类型。（七）矿井涌水量根据前面的分析，本矿井涌水量受采空区积水、产量等因素的影响，利用兼并重组前矿井和邻近矿井实际涌水量资料，采用富水系数法对本矿井今后开采4、5、9、10号煤层矿井涌水量进行预测。1）预算公式QKpP式中：Q预算矿井涌水量（m3/d）；58、Kp含水系数（m3/td）；P矿井设计日产量(t/d)；2）开采4、5号煤层井田内原XX煤业公司开采4号煤层，矿井生产能力300kt/a，井下正常涌水量为480m3/d，雨季最大涌水量为720m3/d，代入上述矿井涌水量预算公式求得，重组整合后矿井生产能力达到900kt/a时，预计井下正常涌水量为1440m3/d(60m3/h)，雨季最大涌水量为2160m3/d(90m3/h)。井田5号煤层与4号煤层水文地质条件相似，开采5号煤层矿井涌水量应与开采4号煤层近似。考虑黄泥灌浆析出水量和采空区积水量，本次设计4、5号煤层正常涌水量70m3/h，最大涌水量100m3/h。3）开采9、10号煤层井田东59、侧与原裕祥煤矿东侧相邻，开采10号煤层，矿井生产能力210kt/a，正常涌水量为389m3/d，最大涌水量为421m3/d。重组整合后矿井生产能力达到900kt/a时，预计井下正常涌水量1667m3/d(69.5m3/h)，最大涌水量1804m3/d(75m3/h)。井田9号煤层与10号煤层水文地质条件相似，开采9号煤层矿井涌水量应与开采10号煤层近似。考虑黄泥灌浆析出水量、采空区积水量及部分巷道在10号煤层的涌水量，本次设计矿井正常涌水量100m3/h，最大涌水量120m3/h。五、矿井瓦斯等级、煤尘爆炸指数、煤层自燃发火期、煤与瓦斯突出危险性、冲击地压、地温情况1、瓦斯根据XX省煤炭工业厅60、晋煤瓦发20101104号文“关于XXXXXXXX煤业有限公司矿井瓦斯涌出量预测的批复”，预测XX煤矿在开采4、5号煤层时，矿井最大相对瓦斯涌出量为26.57m3/t，最大绝对瓦斯涌出量为50.32m3/min，预测结论为高瓦斯矿井。2、煤尘2010年1月12日XXXXXXXX煤业有限公司采取4号煤层样，本次补充钻孔施工中于401、402、404号钻孔中分别采取4、5、9、10号煤层煤芯样由XX省煤炭工业局综合综合测试中心进行了煤尘爆炸性试验，根据试验结果，井田4、5、9、10号煤层均具有煤尘爆炸性。3、煤层自燃性在401、402、404号钻孔分别采取4、5、9、10号煤层煤芯样由XX省煤炭工61、业局综合测试中心进行了煤的自燃倾向性试验，根据试验结果，井田4、5、9、10号煤层均属自燃煤层。施工中对该矿煤层按自燃管理。4、地温本区地温梯度一般均小于3/100m，属于地温正常区。恒温带深度在55m，温度为14左右。井田内未发现地温地压异常，属于地温地压正常区。不存在热害问题。5、该井田无煤与瓦斯突出危险性，无冲击地压。第三节 矿井设计概况第一节 井田境界及资源/储量一、井田境界根据XX省国土资源厅2009年11月颁发的采矿许可证（证号，XXXXXXXX煤业有限公司井田范围由6个拐点坐标连线圈定，井田东西长约3.37km，南北宽约2.00km，井田面积为4.2979km2，批准开采410号62、煤层，生产规模900kt/a。详见井田范围拐点坐标表311。表311 井 田 范 围 拐 点 坐 标 表拐点编号1980西安坐标系拐点编号1954北京坐标系XYXY14146951.3819508229.76141470001950830024146951.3819509929.77241470001951000034145751.3719510429.78341458001951050044145951.3619508629.77441450001950870054145951.3719507629.76541460001950770064146727.3719507059.7564146763、7619507130二、资源/储量和可采储量根据克瑞通实业有限公司编制的XXXXXXXX煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告，井田内4、5、9、10号煤层保有资源/储量为39950kt，其中探明的经济基础储量(111b)为26250kt，控制的经济基础储量(122b)为9870kt，推断的内蕴资源量(333)为3830kt；探明的经济基础储量(111b)占保有资源/储量的65.7%，探明的和控制的经济基础储量(111b+122b)占保有资源/储量的90.4%；其中焦煤资源/储量为33630kt，瘦煤资源/储量为6310kt。矿井保有资源储量汇总见表312。表312 矿井保有资源/储量汇总表煤层64、编号煤类资源储量（kt）111b122b333现保有4JM4550160490520087.590.55JM186016503503860SM760801901030小计26201730540489053.5899JM361016405305780SM5107050630小计41201710580641064.39110JM108206070191018800SM41402003104650小计14960627022202345063.890.5合计JM208409520328033640SM54103505506310JMSM26250987038303995065.790.44. 矿井设计65、可采储量矿井设计可采储量计算公式如下：设计可采储量（设计储量开采煤柱损失）采区回采率采区回采率：4号煤层为中厚煤层取80%，5、9号煤层为薄煤层取85%，10号煤层为厚煤层取75%。经计算，矿井设计可采储量为15910kt。矿井设计可采储量计算结果见表314。表314 矿井设计可采储量计算表煤层编号设计储量(kt)开采煤柱损失(kt)开采损失(kt)设计可采储量(kt)工业场地和井筒 大巷小计4332550835486266517985372934724359055925809491852460211267283064101732721062421452743328468合计29299348566、36207105628415910三、矿井设计生产能力及服务年限根据XX省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室晋煤重组办发200945号文“关于XX市XX县、兴县煤矿企业兼并重组整合方案（部分）的批复”，确定矿井设计生产能力为900kt/a。全矿井服务年限12.6，其中4、5号煤层服务年限3.5a，9、10号煤层服务年限9.1a。四、井田开拓1. 主立井（延深）：垂深482m，净直径4.2m，净断面13.85m2，表土段和基岩段均采用混凝土支护，装备一对9t箕斗，担负全矿井的煤炭提升任务，兼作进风井。2. 副立井（已有延深）：垂深415.5m，净直径6.0m，净断面28.27m2，表土段采用钢67、筋混凝土支护，基岩段采用混凝土支护，装备一对1t双层四车宽窄罐笼，设梯子间，担负全矿井的提矸、下料及人员升降等辅助提升任务，兼作进风井及安全出口。3. 回风立井（刷大）：垂深413m，净直径6.0m，净断面28.27m2，表土段采用钢筋混凝土支护，基岩段采用混凝土支护，设梯子间，担负全矿井的回风井任务兼作安全出口。回风暗斜井：在4号煤层新掘回风暗斜井至10号煤层，倾角250，斜长154m，净宽4.5m，净断面15.15 m2，设行人台阶和扶手，担负主副立井井底的回风任务兼作安全出口，并为今后担负矿井回风任务和安全出口留有充分的余地。 表341 井 筒 特 征 表序号井筒特征井筒名称主立井副立井68、回风立井1井口坐标北京54坐标系纬距(X)4146247.1154146997.8464146276.158经距(Y)19509659.94319509861.25419509565.662西安80坐标系纬距(X)4146198.4854146949.2164146227.528经距(Y)19509589.70319509791.01419509495.3822提升方位角()871503井筒倾角()9090904井口标高(m)+970.128+936.486+971.0315井底标高(m)+488.000+521.000+558.0006井筒斜长或垂深(m)482415.54137井筒宽度或直69、径(m)净4.26.06.0掘进5.2/4.87.0/6.87.0/6.88井筒断面(m2)净13.8528.2728.27掘进21.24/18.1038.48/36.3238.48/36.329砌壁厚度(mm)表土/基岩500/300500/400500/400材料混凝土钢筋混凝土/混凝土钢筋混凝土/混凝土10井筒装备箕斗罐笼、梯子间梯子间11备注延深已有延深刷大2、水平划分及标高根据煤层赋存特征，设一个主水平和一个辅助水平开采全井田。利用已有的胶带大巷、轨道大巷、回风大巷开采二采区4号煤层，三条大巷均沿4号煤层布置；利用已有的一采区胶带巷、一采区轨道巷、一采区回风巷开采一采区4、5号煤层，70、三条采区巷均沿4号煤层底板布置；在井田中央偏东向西新掘三条巷道至井田边界开采二采区5号煤层，分别为二采区胶带巷、二采区轨道巷、二采区回风巷，二采区胶带巷沿5号煤层底板布置，二采区轨道和二采区回风巷沿4号煤层底板布置，在井田西部遇到采空区前沿5号煤层底板布置。巷道间距30m，巷道保护煤柱30m。4号煤层轨道大巷通过轨道暗斜井与井底车场相连，井底清理撒煤巷通过10号煤层轨道大巷与井底车场相连。3、通风系统本矿井由主、副井进风，风井回风，形成中央分列式通风系统，通风方式为抽出式。4、采区划分及开采顺序全井下划分为两个采区，一采区走向长度平均400m，倾斜宽度平均315m。二采区走向长度平均1000m71、，倾斜宽度平均600m，工作面采用倾斜长壁开采，工作面推进方向为由井田边界向大巷方向推进。工作面回采顺序为由近到远，逐步向井田东部边界回采。矿井以两个采区、两个综采工作面和4个掘进工作面保产和接替。移交生产时有1个回采工作面（4202），2个掘进工作面。五、采区布置据井田的开拓布置，4号煤层首采工作面利用已有三条采区巷开采，分别为一采区胶带巷、一采区轨道巷、一采区回风巷，一采区巷道均沿4号煤层布置；由于5号煤层首采工作面只能布置在4号煤层南部采空区下，就必须布置二采区巷道，在井田中央偏东向西新掘三条巷道至二采区中部，分别为二采区胶带巷、二采区轨道巷、二采区回风巷，二采区胶带巷沿5号煤层布置，二72、采区轨道和二采区回风巷沿4号煤层布置。巷道间距30m，巷道保护煤柱30m。矿井投产初期开采一采区4301工作面和二采区5101工作面，工作面长150m，在工作面两端布置胶带顺槽和回风顺槽。本矿井为高瓦斯矿井，配合工作面本煤层抽瓦斯，在回风顺槽旁边增加一条专用抽瓦斯巷。六、井上下主要运输设备由于投产时大巷长度较短，矿井辅助运输量小，本着先进合理的原则，井下轨道暗斜井采用JTPB1.6型绞车提升，其它巷道采用12台JD-25型调度绞车牵引1t矿车接力运输；轨道大巷担负辅助运输任务，采用0.75吨矿车运输，人工推车。运输大巷采用胶带输送机运输煤炭，铺设一部STJ-650/22胶带运输机。地面煤炭外运73、使用汽车。第四节 技改项目设计总工程量一、技改项目井巷工程总量新增的井巷工程量如表141所示：巷 道 名 称长度(m)断 面(m2)支 护特 征(m)掘进体积 (m3)净掘北轨道巷（扩巷）50015.1916.72锚网喷岩巷 、半圆拱、净宽4.5m8360北回风巷（扩巷）56014.2515.76锚网喷岩巷 、半圆拱、净宽4.5m8825.6主井延伸4018.08混凝土岩巷 、圆、2.4723.2风井刷大42028.26混凝土岩巷 、圆、3回风暗斜井15415.15混凝土岩巷、半圆拱、净宽4.5m10#集中轨道巷28010.5锚喷岩巷、半圆拱、净宽4.2m2362.510#煤北轨道巷4701074、.5锚网喷岩巷、半圆拱、净宽4.2m493510#煤轨道巷至煤仓上口联络巷27718.56锚喷岩巷、半圆拱、5141.1210#北轨道大巷24610.5锚喷半煤岩、半圆拱、258310#煤北轨道巷及风井、主井底联络巷31010.5锚网喷半煤岩、半圆拱、净宽4.2m32555#煤轨道巷22010.5锚网喷半煤岩、矩形、净宽4.2m49955#煤运输巷3909.24锚网喷半煤岩/岩、半圆拱、3603.65#煤回风巷28013.5锚网喷半煤岩、矩形、37805#煤采区联络巷8013.5锚网喷半煤岩/岩、矩形、10805101回风尾巷11009.24锚网半煤岩、矩形、101645101运输巷1200975、.24锚网半煤岩、矩形、110885101回风巷11009.24锚网半煤岩、矩形、101645101切眼22012.1锚网半煤岩、矩形、2662等候硐室及梯子间行人联络巷1806锚网喷半煤岩、半圆拱、1080采区水仓及采区变电所改造180锚网喷半煤岩、半圆拱、4301切眼12011锚网半煤岩、矩形、13204301运输巷1609.9锚网半煤岩、矩形、1584副井井底车场西绕道8010.56锚网喷岩巷、半圆拱、净宽3.7m854.4水仓内外环及配水巷吸水井31014.57锚网喷岩巷、半圆拱、4516.7煤仓下口联络巷及装载硐室联络巷30010锚网喷岩巷、半圆拱、3000煤仓3028.26砌碹岩巷76、圆、847.8等候硐室及梯子间行人联络巷1806锚网喷岩巷、半圆拱、1080合计939380819.32二、土建工程新增土建工程详见下表。表1-4-2 XX煤矿建筑结构特征表序号工程名称建 筑 指 标已有利用面积（m2）列入概算面积（m2）建筑面积(m2)建筑体积(m3)长度（m）一提升及地面生产系统1主井绞车房37840962副井绞车房50464793副井井口房54051184主井井口房1643034.55筒仓D=18m H=31m小 计158618727.5二地面辅助建筑1副井器材库92341212消防材料库、油脂库、岩粉库联合建筑248.431503汽车库31214044坑木加工房2177、69725机修车间810121506空压机房144786710kv变电所2321160小计2885.423743三给排水及供暖系统1锅炉房44118792清水池（地下式）V=400m30400m33水泵房48.61604电控室732195调节池V=100m3小 计562.62258四生活福利建筑1行政办公楼3456179712灯房、浴室、任务交待室联合建筑2646163823职工食堂2722138804单身宿舍4272140995门卫室501506厕所601807开水房401208自行车棚102400小计1334863182总计18382107910.5三、安装工程总量根据初步设计概算及设计审78、批文件，结合矿方提供的实际数据情况，安装工程主要有：井筒装备；井底车场巷道及硐室设备安装；主要运输道及回风道设施及设备安装；采区设备安装；提升系统设施及设备安装；排水设备安装；通风机房设备安装；压风设备安装；地面生产系统设备安装；安全技术及监控系统设备安装；通信调度设备安装；供电系统设备安装；室外给排水及供热；辅助厂房及仓库设备安装；行政福利设施及设备安装；环境保护及“三废”处理设备安装。表143 安装工程量统计表序号项 目型 号单位数量一井筒井筒装备主井井筒装备钢性罐道米415.5副井井筒装备钢性罐道、玻璃钢梯子间米418（3）风井井筒装备玻璃钢梯子间米415二井底车场巷道及硐室铺轨及各类门79、项1三主要运输道及回风道运输车辆项1大巷胶带输送机设备安装上仓胶带输送机设备以及电气设备安装项1铺轨及各类门项1四采区采掘设备安装刮板输送机、液压支架、回柱绞车等项1采区及顺槽设备11020工作面顺槽胶带输送机及电气设备项1铺轨及各类门项1五提升系统主井主井提升设备安装GB8916-2006.4/30,2/21,JKMD-2.84()，750V、1100kW，39r/min，采用PLC数字电控项1主井提升设施9吨非标罐笼项1副井副井提升设备安装ZBB.4/44,2/28,JKMD-44()，DC750v、1250kW，34r/min项1副井提升设施1t矿车四车四绳罐笼项1六排水系统主排水泵房设80、备安装MD2280-658型，3台；配套电机710kW，10kv，以及电气设备安装项1井筒排水管路2459mm无缝钢管安装米600七通风机房设备安装FBCDZ-10-19 2台； 10kv，400KW防爆电动机，电压380V，转数580r/min。风门绞车、闸门等。项1八地面压风设备安装FBDrNo6.3/230；30kW；压风管路以及配电设备项1九地面生产系统主井生产系统项1副井生产系统项1十安全技术及监控系统井下煤壁注水、防尘、消防系统电气设备安装等项1安全监测监控系统KJ95N一套以及配套设施项1十一通讯调度和计算机中心地面通信线网及调度设备安装、井下无线通信设备安装等项1十二供电系统主81、井10kV变电所设备安装变压器、高低压开关柜等项1井下低压配电设备馈电开关等项1井下动照网项1十三室外给排水及供热日用消防水泵房日用水泵、消防水泵等以及电气设备项1给水、配水给水、排水管道项1水处理设备安装净水器、加药装置项1锅炉房设备安装锅炉及其配套设施以及电气设备安装项1空气加热室设备安装项1室外供热管网项1十四辅助厂房及仓库机修车间设备安装、坑木加工房设备安装十五行政福利设施矿灯房项1洗衣机房及干燥室设备安装项1矿井及区队办公楼设备安装项1十七环境保护及三废处理污水处理站设备安装处理设备、加药装置以及电气设备安装项1储煤场除尘设备安装项1第二章 矿井建设施工准备第一节 前期准备以办施工队82、伍进场为标志，准备工作分为前期准备阶段和施工准备阶段。前期准备是指完成建设用地平整工作，施工人员进场之前所进行的各项准备工作。由建设单位组织完成。前期准备包括以下几项内容：一、技术准备1、完成安全预评价、初步设计、安全专篇、环境评价、资源储量的审查、报批工作；2、编制及审批矿井施工组织设计及单位工程施工组织设计；3、征地手续办理；4、场外道路、供水、供电设计；5、主副井工业场地勘查、测量；6、首批施工图设计；7、选择工程监理单位、进行施工队伍招投标工作；8、积极准备以下开工条件：有合法有效的采矿许可证和经省煤炭工业局批准的技改项目初步设计，有工商营业执照或工商营业执照预核准通知单，矿长有任命文83、件并持有矿长资格证和矿长安全资格证，矿井有经安监部门批准的技改项目安全专篇手续，矿方与有资质的承建施工单位签订有安全责任协议及施工承包合同，矿井有批准的施工组织设计、单位工程作业规程及安全技术措施。 9、取得上级管理部门核发的开工许可证。二、工程准备1、完成测量工作圈定副井工业场地范围，标定永久及临时建筑、设施的位置，设置经纬坐标桩、水平基桩和井筒十字中心基桩。2、“四通一平”工程“四通一平”主要是主井工广地面，包括道路、供电、给排水、通讯及场地平整等工作。交通运输：修筑由副井区至主井区道路。施工供电：副井工业区由副井现有变电所供电。主井工业区建临时变电所，由副井变电所引双回路电源供电。施工用84、水：由附近已有的水井供水。施工期通讯：对外使用固定（移动）电话，井上下通讯使用调度交换机。建设单位为施工单位提供通信线路。广场平整：首先平整主井口区以及拟利用的永久建筑区域，然后平整其他部分。3、完成前期施工必须的土建工程。三、物资准备矿建和土建施工单位一般自带施工设备及工具（在承包合同中说明）。矿方提供部分施工设备、永久设备、施工材料和资金。具体见相关章节。前期施工设备、材料和资金均应一步到位。四、劳动力准备1、施工队的组织形式1）矿建施工队：根据施工工艺和施工队的习惯，分为综合施工队和专业施工队，由各施工单位根据不同的施工工艺和阶段组织实施。2)土建施工队：一般根据工程任务大小、分散和集中85、程度确定，一般采用多工种混合建筑队的组织形式。3）安装施工队：由于安装工程比较分散，多采用多工种混合施工队的组织形式。2、劳动力需用计划详见第八章有关内容。3、人员培训组织各工种专业人员学习施工组织设计，掌握施工方案和方法，认真学习新工艺、新设备的特殊性能。施工人员要现场培训，熟悉施工图纸，学习操作规程、安全规程、质量标准及验收规范。特殊工种作业人员应持证上岗。第二节 施工准备一、施工准备内容施工准备是指在完成施工招标、施工队伍进场后，在“四通一平”的基础上，为井筒开工所作的矿、土、安工程及相关准备工作。在准备期内将井筒开工前的一切准备工作全部完成，达到正式开工标准。（一）施工队伍进场和施工设86、备机具进场时间为2011年4月25日；（二）安排矿、土、安大临工程施工1、完成副井的永久装备工程到位；2、完成风井刷大和主井延深大临工程施工；3、风井和主井临时地面排矸设备设施安装；4、风井和主井凿井绞车安装、调试。二、井筒施工准备工期排队经排队，风井井筒装备施工准备主要矛盾线为：风井凿井设备安装天轮平台的调整安装施工放线安装吊盘的悬挂。施工准备工期约30天。第三节 项目特点及对矿井技改项目条件的分析一、项目特点（一）本矿虽属高瓦斯矿井，应充分利用现有通风设施和现有的负压通风系统。（二）井下原有巷道及采空区较多，应进一步查明采空区积水量，施工时必须坚持“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采”87、的原则，并要防止老空有害气体涌出。井巷在接近采空区时，必须进行探放水。（三）煤尘有爆炸性，施工中应采取降尘等措施。二、对矿井建设条件的分析（一）该区交通方便，电源可靠，水源充足，大宗土产建筑材料，均可就地解决。现有井巷、地面建筑、机电设备大部分可利用，前期施工准备工作充分，能够使矿井较快进入正式施工阶段。（二）该矿属技术改造矿井，井下原有生产系统可利用，因此在副井井筒装备开工的同时，井下工程可同时开工。需注意的是原有巷道应进行检查，断面不足处应按初步设计扩巷，以保证井下施工和运输需要。（三）三类工程中，井巷工程所占比重较大，土建、安装工程任务繁重，矿井建设关键线路上的井巷及安装工程量较多，影响88、建设工期，矿井建设工期要求较紧，需要优化施工顺序和改进施工方案及方法，努力实现平行交叉作业，以加快建设速度。主要施工矛盾线如下：主立井延深井底煤仓装载硐室联络巷煤仓下口联络巷清理撒煤巷。回风立井刷大回风立井延伸二采区回风巷二采区轨道巷5101回风顺槽。第四节 施工场地总平面布置一、初步设计矿井工业广场总平面布置的简况与特点根据矿井开拓布置方式及工业场地辅助设施分布的特点,该矿工业场地分为主（风）、副井工业广场，主要为辅助生产及办公、生活区域。主井工业广场为生产、销售区域。主、副井工业广场：本次设计的主、副井工业广场是在原XX煤矿工业广场的基础上进行改造，尽可能利用原有建、构筑物作为技改后的建、89、构筑物，以减少投资；新上主井与副井较近，所以技改后的主、副井工业广场与原工业广场合并建设。在工业广场内增建新的机修车间、综合办公楼、澡堂、水处理等建、构筑物。技改后主、副井工业场地面积36910m2。 工业场地的布置，功能合理，工艺流程简捷、畅通。二、工业场地施工总平面布置的原则根据矿井建设规模、周边道路交通情况、地形地质特点、自然气候特点等因素，平面布置应坚持以下原则：（一）施工设施的布置要符合工艺流程的要求。充分利用现有地形，尽量避免高填深挖，减少土石方及建筑工程量，为施工作业线力争顺直、短捷，避免倒流；机修设施要靠近物料仓库。（二）建构筑物的布置尽量紧凑、布局合理，人流、货流通畅短捷，减90、少交叉，场区规划应做到美观大方。（三）在有利生产、方便生活的前提下，将不同功能的建构筑物合理分区。三、矿井工业广场场地施工总平面布置副井施工布置：副井井筒延伸至415米，场地内需设置凿井绞车和提升机，将临时绞车房布置在井筒的西偏南20方向，稳车布置沿主井井筒的东北、西南二向布置，砂场存放区布置在主井井筒的的北面，模板存放区布置在主井井筒的的东面,施工材料存放及加工区布置在主井井筒的东面，临时压风机房布置在主井井筒的东面，设置2台局部通风机，主井施工供电采用临时变电所供电，临时变电所位于东角，主井施工区内不设矸场，矸场和工程煤装入汽车外运。主、风井施工布置：主、风井均为利用井筒，主要建筑均已完成91、，辅助生产设施及土建施工安排一个施工队，从地面煤仓开始，在不影响井下生产、运输前提下，安排施工。详见附图：主井工业广场施工布置平面图副井工业广场施工布置平面图。第三章 三类工程施工方案 第一节 井筒延伸刷大掘砌施工方案一、井筒工程地质条及水文地质条件1、井筒工程地质条件根据该区钻孔综合柱状资料分析，预计主井筒施工自上而下穿越地层分别为第四系地层，为近代冲积、洪积层，由砾石、卵石、砂、砂土组成。厚度040.00m，平均10.00m左右。第四系中、上更新统（Q2+3）广泛分布于井田内，上部为第四系上更新统黄色亚砂土，下部为中更新统浅红、红黄色亚粘土，垂直节理发育，厚度0112.00m，平均71.092、0m。二叠系上统上石盒子组（P2s）连续沉积于下伏下石盒子组之上，根据岩性组合特征，可分为上下两段：上段由棕红色粘土、亚粘土组成，含有钙质结核。与下伏基岩呈角度不整合接触，平均15.00m。下段由深紫色为主，夹灰绿、黄绿色条带的泥岩、砂质泥岩及灰白、黄绿色砂岩组成。二叠系下统下石盒子组（P1x）岩性为灰-灰绿色砂岩夹深灰色粉砂岩、泥岩、砂质泥岩，下部偶夹12层煤线，顶部有一层浅灰、紫红斑杂色铝质泥岩，俗称：桃花泥岩，为良好辅助标志层。底部以一层灰绿色中粗粒砂岩（K4）与XX组分界。本组厚度71.08-107.60m，平均86.71m。二叠系下统XX组（P1s）井田主要含煤地层之一，与下伏太原组93、呈连续沉积，地层厚度64.30-83.45m，平均71.53m。岩性由深灰-灰黑色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩和6-10层煤层组成，其中4、5号煤层为可采煤层，底部分界砂岩（K3）为一层灰白色中细粒砂岩。石炭系上统太原组（C3t）连续沉积于本溪组之上，为井田内主要含煤地层之一，地层厚度60.5086.18m，平均72.84m，岩性为灰-灰白色砂岩，深灰色泥岩、砂质泥岩间夹4-6层煤层，其中9、10号煤层为井田主要可采煤层。自下而上发育的L1、L2、L3（L1、L2多合并为一层，有时L1、L2、L3合并为一层）、L4、L55层石灰岩，层位基本稳定，为良好的标志层。本组底部以一层灰白色中细粒石英砂岩（K94、1）与本溪组分界。石炭系中统本溪组（C2b）平行不整合于下伏奥陶系灰岩之上。底部为鸡窝状XX式铁矿和浅灰色铝土岩，即铁铝层段。之上为深灰色泥岩、砂质泥岩夹泥岩、粉砂岩和2-3层不稳定石灰岩及1-2层薄煤线。本组厚度24.0548.71m，平均32.78m。奥陶系中统峰峰组（O2f）埋藏于井田深部，地层厚度117142m，岩性底部多为角砾状石灰岩，中下部为泥灰岩、灰岩、含脉状纤维质石膏或层状隐晶质石膏35层。上部为中厚层石灰岩，夹有薄层角砾状泥灰岩、泥岩。2、环境地质条件该矿井属高瓦斯矿井，煤尘有爆炸性，煤层易自燃。3、地温区内区域地温梯度1/100m。地温无异常，无地温热害。4、水文地质条件由95、于矿井涌水水源主要开采煤层时的导水裂隙缝导水，其随着矿井开采深度的增加，矿井涌水量逐渐增大，井筒刷大施工中不考虑排水情况（井筒涌水通过主回风巷排往主井排水泵房）。若在延伸施工中如遇涌水量大于6m3/h的含水岩层时，应辅以注浆堵水等治水措施。二、井筒技术参数主井口标高为+970.128m，坐标X：4146247.115，Y：19509659.943，落底水平标高+488.000m，井深从415m延深到481m，净直径4.2m。其他技术参数、砼标号具体按施工图执行。风井口标高为+971.03m，坐标X：4146276.158，Y：19509565.662，落底水平标高+558.000m，井深41396、m，净直径从3.0刷大到6.0m。其他技术参数、砼标号具体按施工图执行。三、井筒施工方案（一）施工方案的确定依据井筒地质和水文地质条件，本施工设计采用普通钻爆法施工，短段掘砌、先刷后砌混合作业方式，风钻凿岩，中深孔光面爆破；压入式通风；砌壁采用3.0m段高金属整体模板，炮眼深度3.2m，一掘一砌。采用1个1.5m3吊桶下发人员、材料，矸石直接下放至风井井底，井底设P60耙矸机转入矿车，底卸式吊桶下砼，多台插入式振动棒振捣。配备三个专业班，滚班作业。（二）施工机械化配套方案选用型凿井井架,提升设备选用1台JK-1.6型绞车，配1.5m3座钩吊桶，井筒施工中只用单钩提升,落底后进行井筒装备。井筒内97、布置二层凿井吊盘。打眼采用YT-28凿岩机，定向采用2mm碳素钢丝作为中心线。在井口边设混凝土搅拌站，采用一台JS-750混凝土搅拌机，一台PJD-1000型配料机输送砂石，电子衡计量、ZL50M型铲车上料。底卸式吊桶下砼。压风选用2台LGF-12.5/0.7型螺杆式空压机，一用一备，单台排气量12.5 m3/min，工作压力0.7Mpa，配380V，75kW电动机。空压机站设在工业广场内，空压机呈单列布置。风井扩刷期间为压入式通风的井筒。四、主要工序及施工方法（一）表土段施工1、风道口（锁口）施工：根据地质条件知表土段深度共7m，把表土段全部作为锁口段，采用1.25m3反铲挖掘机明槽开挖，一98、次挖全深，人工修整到设计荒断面，挖够设计深度后，浇注永久井壁及风道口，然后从下往上砌筑1000mm厚红砖井壁2m做为临时锁口。（二）基岩段施工当施工完井筒30m后，即进行三盘安装及井筒吊挂工作，在提升、信号、排矸系统等准备工作就绪后，开始正式掘砌。施工方法采用普通钻爆法。砌壁段高3.0m，刷大月成井120m。工艺流程如下：打眼装药升盘放炮通风降盘扫盘出碴（井底）平底脱模校模浇注砼清底。1、钻眼、爆破采用8台YT-28打眼，激光指向，一次打眼深度3.2m，掏槽眼比其它炮眼加深200mm，有效爆破深度3.0m，爆破材料选用T220型乳化炸药，毫秒延期长脚线电雷管，反向装药爆破，起爆采用380V动力99、电源。 放炮爆破后，通风时间不少于30分钟人员方可进入工作面。人员到达工作面后，先检查爆破情况，收集起放炮母线。从井口到井底工作面自上而下对井筒内有可能造成积碴的部位进行清扫，尤其是上层保护盘要清扫干净。2、装岩、排矸风井井筒扩刷由上向下进行，矸石落至井底水窝直至将井筒填至扩刷位置，以后正常扩刷期间经抓矸机转入吊桶，排出地面。3、立模、砌壁模板采用金属液压活动模板，配活动刃角，模板高3.0m，悬吊式溜灰管下砼，机械振捣。在不稳定岩层段或煤层段采用锚网喷作为临时支护。支护材料配备等级以施工图设计为准。4、通风井筒刷大时，总回风与井筒连接处构筑密闭墙，扩刷期间通风采用22kW2对旋风机，配800m100、胶质风筒，压入式通风。6、排水井筒延伸时工作面配备风动潜水泵排水将涌水排至吊盘上的水箱中，再由吊泵排至地面。井筒基岩段施工通过含水层时，应超前15m进行钻探，探明水文情况，并采用相应的措施以保证井筒安全顺利施工。7、信号、通讯、照明等（1）吊盘、井上、下信号通讯采用MHYVA39井筒信号通讯装置。（2）井筒动力照明电缆使用MYP-316+110矿用橡套电缆，在吊盘上下盘间安装矿用隔爆灯，吊盘下方安设DGC-250/127防爆投光灯两盏，供工作面照明使用。（3）井筒放炮电缆采用380V电源，在地面井口棚外设专用控制开关，放炮电缆随吊盘悬吊钢丝绳一同入井。（三）井筒壁座施工施工中可将壁座一次掘出，101、然后绑钢筋立模，同井筒整体浇注砼，机械振捣。五、地面提绞设备布置地面提绞设备的布置，应力求使井架受力均衡，并要兼顾永久设施的位置，避开永久风道及通风机房。第二节 主要巷道工程掘砌施工方案胶带大巷采用半圆拱断面，净宽3.5m，净断面10.06m2，锚网喷支护；轨道大巷、回风大巷、二采区轨道巷采用半圆拱断面，净宽4.5m，净断面15.15m2，锚网喷支护；一采区胶带巷、一采区轨道巷、一采区回风巷采用矩形断面，净宽4.0m，净断面10m2；二采区胶带巷采用半圆拱断面，净宽4.0m，净断面12.28m2，锚网喷支护；二采区回风巷半圆拱断面，净宽5.0m，净断面19.8m2，锚网喷支护；工作面胶带顺槽采102、用矩形断面，净宽4.2m，净断面10.5m2，锚网索支护；回风顺槽采用矩形断面，净宽3.5m，净断面8.75m2，锚网索支护。详见巷道断面特征表531。表531 巷道断面特征表序号工程名称断面形式支护形式净宽（m）断面积(m2)备注净掘进1胶带大巷半圆拱锚网喷3.510.0611.292轨道大巷半圆拱锚网喷4.515.1516.193回风大巷半圆拱锚网喷4.515.1516.193一采区胶带巷矩形锚网喷4.01010.924一采区轨道巷矩形锚网喷4.01010.925一采区回风巷矩形锚网喷4.01010.926二采区胶带巷半圆拱锚网喷4.012.2812.687二采区轨道巷半圆拱锚网喷4.51103、5.1516.198二采区回风巷半圆拱锚网喷5.019.821.029胶带顺槽矩形锚网索4.210.510.510回风顺槽矩形锚网索3.58.758.75一、岩巷施工（一）施工方案本整合项目的主、副井相关硐室及开拓巷道位于砂岩当中，矿井地质勘探资料显示，矿井地温、地压情况正常。掘进期间主要充水含水层为顶板砂岩孔隙水，施工中要完善排水系统。根据以上地质情况采用的施工方案为：施工方案：采用光面爆破法施工， ZYP-60（30）扒岩机装岩，2*22（2*11）kW局扇通风，潜水泵或风泵排水。作业方式：采用“一掘一碹”一次全断面掘进的作业方式。劳动组织：采用“三八”制作业，一掘一碹，掘进班放炮后扒碴，104、支护班料石碹支护、打水沟（台阶）、钉道等。掘进班每班一个循环，循环进尺1.2m。巷道断面参照初步设计的巷道平面图、剖面图、断面图及支护图。（二）打眼采用YTP-28型风钻钻眼，炮眼深度2.0m，掏槽眼加深0.2m。（三）破岩、装岩与运输爆破器材选用MFB200型发爆器，爆破材料使用煤矿许用乳化炸药，瞬发雷管起爆。扒岩机装岩，人工推车运输。工作面出矸由副井提升至地面。（四）支护采用锚网喷支护，锚杆型号选用20L2200mm的螺纹钢树脂锚杆，锚杆使用Z23350型树脂锚固剂两支，锚固长度700mm，搅拌时间不低于25-35s，锚固力不小于50KN；托盘采用厚10mm钢板压弧，规格为200mm200105、mm10mm钢板，锚杆间距800mm，排距800mm，呈矩形布置。巷道全断面挂钢筋网，钢筋网采用6.0mm钢筋焊制而成，网幅为2m1m，网格为100 mm100mm，网与网之间搭接100mm，搭接率不小于70%，隔孔相连，双股12#铁丝拧紧。（五）通风该矿属技术改造矿井，现有的通风系统已经形成，由主、副井进风，风井回风。井下巷道掘进采用30（15）kW局部通风机压入式通风，风筒使用800mm“双抗”胶质风筒。（六）排水平巷、下山巷道设置排水沟，永久水沟距工作面30m左右，盖板齐全，水沟内保持清洁。下山掘进工作面根据涌水量配备潜水泵排水。（七）其它一次成巷要求永久水沟距工作面30米左右，盖板齐全106、，水沟内保持清洁，巷道永久管路距工作面50m左右，线路托钩与水沟同步，轨道按设计铺设永久轨道。（八）施工工艺流程图1、掘进班接班安全检查延线轮尺定位打眼装药放炮出碴清理。2、支护班接班安全检查运料 刷底跟安装工作台挂轮廓线 打水沟（台阶）排水冲洗岩帮碹料石 验收。清理二、煤巷施工煤巷及半煤巷巷道主要有采面4301、5101回风、轨道运输、切眼等。采用锚网支护，或采用11#工字钢支护。采用综掘及炮掘施工方式，实行“三八”制正规循环作业。采用22kW局部通风机压入式通风，风筒使用800mm“双抗”胶质风筒。局扇实行双风机、双电源，风机自动倒台，并做到“三专两闭锁”。三、交岔点施工交岔点是三向主要巷107、道的结合部位，据初设知，岩石层位较稳定，均采用锚喷支护。其施工方法：按设计将三向巷道一次成巷作通，只留交岔点喇叭段，然后先把鼻尖刷好，锚喷成形，接着扩刷喇叭段（从小断面开始）先墙后拱扩刷锚喷至到喇叭段全部结束，即交岔点施工结束，施工中要严格掌握设计规格。四、煤仓施工方案采用“一钻、两上、一下”的施工方案，略述如下：一钻：在煤仓下口、上口巷道作完后，在煤仓施工前选按煤仓设计中心从上巷向下打一个直径100mm的钻孔，作为煤仓施工向上导硐施工定向，通风、通信及吊挂之用。两上：当煤仓钻孔打完好，利用特制的吊挂活动工作盘以钻孔为中心向上掘直径2.0m的导硐与胶带运输巷打通，导硐视岩石情况可进行锚喷临时支108、护。当小断面导硐做完后，即下向全断面扩大，然后再一次上向绑扎钢筋，立模，浇注砼，这种施工方法施工条件好，便于保证安全质量。一下：当小断面向上掘通后,即沿导硐向下一次刷大成形,采取锚喷或挂网锚喷维护,矸石全部由下部巷道运出。为保证安全施工，向下刷大过程中上导硐口要有一个便于摘挂钩的临时硐口掩护盘，并有严格的防坠落措施。第三节 建筑工程的施工方案一、主要工业与民用建筑施工方案（一）原煤筒仓1.工程概况：桩基，混凝土结构。2.施工方案：土方工程：采用反铲挖掘机开挖基槽、基坑，回填土采用蛙式打夯机分层夯实。室内设备基础先施工后回填以减少重复挖土方量。设备基础：模板采用组合钢模板，钢管架设剪刀撑加固，予109、留孔采用整体圆木予埋，用钢管搭定位架固定，浇筑混凝土时设专人现场看护，及时活动，预先拔出。主体施工：模板滑模施工，内外滑模采用钢管支撑，混凝土连续浇筑，分层振捣密实。施工缝处采用凹槽法处理。（二）主井绞车房施工方案1.工程概况主井绞车房建筑面积97m3，条基，排架结构，檐高为5.0m。2.施工方案根据总图提供的坐标点，用经纬仪、水准仪、钢尺确定平面控制网点，做好永久固定桩点。土方工程：采用机械开挖，人工清理基槽。回填土必须采用分层夯实。厂房钢筋混凝土条形基础采用组合钢模板，钢管、方木支撑固定,混凝土浇筑完毕后弹线砌砖基础。砌筑主体采用钢管脚手架。设备基础：采用组合钢模板，钢管架、方木支撑固定，110、预留孔洞采用钢管架定位。固定予埋方形模型，上大下小，便于及时拔出，设专人看护,浇筑混凝土时应一次连续分层振捣密实，不留施工缝。薄腹梁、吊车梁现场预制，大型槽板、空心板外购。薄腹梁、吊车梁采用底模砌砖胎模抹水泥砂浆面涂脱模剂，侧面采用多层板方木钢管架支撑，经校核尺寸无误后浇筑混凝土，12小时内覆盖草袋洒水养护。待混凝土强度达到100%时方可吊装，薄腹梁就位焊接固定时，必须两端交叉施焊，防止焊缝收缩造成倾斜；槽型板就位后先及时点焊，随后补焊牢固，及时用细石混凝土灌缝。二、工程主要项目施工方法本次技改，新增地面建筑工程较多，主要有单身宿舍、办公楼、任务交待室、浴室、灯房、更衣室、消防水池、沉淀池、过111、滤池、变电所、副井绞车房、副井井口房、副井井口房及加热室、职工宿舍及办公楼等。所增设建、构筑物多为单层砖混结构，针对本次技改土建工程的特点，将各分项工程的施工方案分述如下：（一）土方工程1.土方开挖基础土方工程采用人工开挖，基槽挖至设计标高后，请甲方、监理、设计、勘察、监督站等有关单位联合验槽，遇有持力层与勘察不符的即与有关方面制定地基处理方案，进行基础处理，经检查合格后方可进行下道工序。2.土方回填回填土采用蛙夯机夯实，蛙夯不能夯打的边角由人力夯夯实。（二）钢筋工程钢筋加工应以机械加工为主，人工为辅。直径16mm以上并且所有梁筋均采用电弧焊进行连接，圈梁、构造柱、基础及其他直径小于16mm的112、钢筋均可采用搭接方式进行钢筋连接。（三）模板工程梁板模板采用10mm厚的木胶合板，龙骨采用50100mm的方木，柱子采用组合钢模板，梁板柱全部采用钢架管体系加固。（四）混凝土工程所有混凝土现场拌制。水泥采用散装普通硅酸盐水泥，自升式龙门架与双轮车配合解决混凝土的运输问题。（五）砌筑工程由于本次技改工程多为单层建筑，故在砌体砌筑时采用单排脚手架进行砌筑。（六）安装工程安装工程应和主体工程配合施工，做好孔洞予留和暗装管线的敷设。第四节 机电安装工程的施工方案由于本矿井是技术改造项目，大件设备需重新购买安装，所以设计的机电安装工程较多，且工程规模较大，在施工中，施工单位必须按照施工组织设计按部就班，113、 认真组织，有序安装；有些小工程按照常规的施工方法即可。安装工程主要有：副井、主井、风井井筒装备；井底车场巷道及硐室设备安装；主要运输道及回风道设施及设备安装；采区设备安装；提升系统设施及设备安装；排水设备安装；通风机房设备安装；压风设备安装；地面生产系统设备安装；安全技术及监控系统设备安装；通信调度设备安装；供电系统设备安装；室外给排水及供热；辅助厂房及仓库设备安装；行政福利设施及设备安装；环境保护及“三废”处理设备安装。下面就主要机电安装工程的施工方案叙述一下：一、技术准备1、图纸会审：组成由主管部门技术负责人、施工单位技术负责人、经验丰富的工人技师及有关业务领导参加的小组，对设计单位和设114、备厂家提供的装配图、安装基础图、平面布置图和方框图进行会审，领会设计意图，检查图纸是否合理，有无差错，并依据图纸确定安装施工方法。2、检查安装技术资料：把各项工程项目的设备清册、出厂合格证及制造厂家对主机、辅机提供的元部件列出清单，作为清点设备的依据。3、贯彻质量标准：向施工人员贯彻有关的设备安装验收规范，煤矿安全操作规程及通用设备元部件质量标准，作为评定安装质量等级和交接验收的基本准则。4、熟悉试验报告：设备生产厂家或设备供应商委托的由试验单位所提供的试验报告，是对设备的主要技术指标及性能调试的最后结果。因此它是设备调试及评定调试结果的主要依据。5、掌握设备使用说明书：将设计单位或生产厂家的115、设备运行、试车、维修和安装调试方法及安全注意事项作为单机安装试运的主要依据。二、工程准备1、基础验收：检查各安装设备基础的中心线、规格、尺寸、标高、螺栓孔的位置深度等，砼标号及其养护时间是否符合设计要求，除和图纸对照外还要和到货设备一致。2、安装场地及环境准备：平整场地，清除障碍使其满足设备运输和起吊的要求。从设备的拆装、搬运和维修的实际条件出发考虑各安装场地的设备可达性。3、设备开箱验收：组织好有供货单位、建设单位、施工单位等参加的开箱验收工作，以便发现问题及时处理。开箱后要妥善保管随机资料并做好记录。4、预组装与地面试验：对于自制钢构件和散装到货件，应在地面安装场地进行预组装并进行编号，以116、达到事先检查设备可靠性的目的。电气设备要严格装备工艺，对精密部件，介质传动部件以及密闭在壳内的部件，要选择清洁的场地进行预组装，并进行试验，合格后可进行安装。电气设备、电机、电缆等应按时有关技术要求进行电气试验，合格并写出报告后便可安装。5、选择起吊工具和运输工具：针对不同的安装项目，准备不同的起吊工具。凡有起重设备的厂房应先安装起重设备，其它场地应准备相应的移动式吊车。井下可先安装起重梁、导链等起吊工具。根据安装地点和设备情况，选择合适的运输工具，并针对井上下运输路线、停放地点、运输先后顺序编制吊运作业图表，以避免互相干扰。三、组织准备1、队伍组成：组织一支精明强干的施工队伍，主要包括项目总117、负责人、分项负责人、工程技术负责人、安检人员、质检人员、测量人员等。2、人员培训：组织有关工种专业人员认真学习新工艺、新设备的特殊性能，以便革新安装方法和管理措施。施工人员现场培训，熟悉施工图纸，学习操作规程、质量标准及验收规范，学习安全规程，学习施工技术措施。贯彻施工组织设计掌握施工方案和方法，了解各项安装注意事项。特殊工种作业人员持证上岗。3、劳动组织：根据工程安排进行劳动力优化组合，定工、定岗，实行经济承包责任制，调动工人劳动积极性。4、协调管理：请设计单位进行图纸交底并进行会审，在此基础上编制施工图预算。与矿建、土建工程进行合理衔接，并进行综合平衡。四、器材准备根据各单位工程施工组织设118、计的要求，列出各项工程安装、调试和试运转所需要的各种材料、仪器、仪表及各种工具清单。五、机电安装工程施工方法（一）副井永久井架安装1、概况副井井筒直径6.0m，井深481m；副井井架为多绳提升钢井架，采用空间框架结构，斜架基础采用独立基础。2、施工方案将井架分成主、付二个斜架，组装焊件。其中主斜架部分，由主斜腿基础向前组装，付斜架在其一侧组装。起吊方案：利用一根单抱杆，将主斜架采用半翻法竖立，然后再由主斜架通过滑车系统采用滑动提升将法将副斜架吊装就位，与主斜架在空中找正合岔。3、施工工艺3.1、现场组装焊接（1）由测量人员给出主斜架组装的中心线，利用钢架及道木将构件支承起来，按照设计的几何尺寸119、角度及中心线进行组装，并操平找正，付斜架在另一侧组装。（2）利用多个30t千斤顶来调整构件的水平高度及位置尺寸，在构件与钢架或道木间用垫铁调整。（3）构件找正、找平并校验各几何尺寸后，进行点焊固定。各部偏差必须符合煤矿安装工程质量检验评定标准的有关要求及设计要求。（4）组装完善后，进行一次检查验收，各部几何尺寸符合要求后，便可焊接，组装时，要经常测量支撑点是否下沉。（5）井架的焊接必须编制焊接工艺指导书，明确使用的焊接设备，使用的焊接参数及电焊条的规格、型号以及焊接顺序，焊接的操作方法，焊缝的尺寸及打磨要求及焊条的烘干温度、时间等。（6）焊接人员事先必须经过培训，并持证上岗。（7）主要焊缝必120、须经过专人进行表面检查及无损探伤检查，及时消除焊接缺陷，确保焊缝质量达到设计要求。3.2、井架的起吊竖立（1）地锚的施工及稳车的选用依据井架的高度和重量通过计算，井架的起吊选用6台10t稳车，12个地锚，其中主牵地锚4个，主提地锚2个，抱杆绊腿地锚2个，侧牵风绳地锚4个。地锚的开挖尺寸要严格按照相应吨位，地锚的设计尺寸进行开挖，园木、站木、压木均要按要求埋设好，土层的回填要夯实，绝不可偷工减料，地锚的埋设要有专人监督并作好记录。稳车要摆放平正，下部垫放道木，绊车地锚绳要拉紧卡牢。3.3、抱杆的竖立副井井架竖立采用1.451.45 h=33m抱杆，采用吊车抬头约30，这时收紧抱杆竖立提升绳，由两121、侧的缆风绳将抱杆调整。3.4、主斜架的竖立开动二台主提升稳车，待主斜架起升200mm时，停止起吊5分钟，对各部进行一次全面检查，确认没有问题时，继续起吊。起吊过程中，各岗位人员注意观察各部情况，发现问题及时向总指挥报告，特别注意滑车、钢丝绳的运行情况及主牵地锚、铰链、提升绳的运行及提升力有无异常。当主斜架起升到位后，在主斜架底脚布置好垫铁，穿好地脚螺栓，并带紧，完成主斜架的竖立。3.5、付斜架的竖立付斜架的竖立采用滑移法吊装就位，启动二台提升稳车由二套独立的滑车系统将立架起吊就位，上基础时，利用一台稳车后留其腿部，继续起高立架，使底脚起到基础上部，然后放松二台提升车，使其落在基础上，由二套提升122、绳索和5T手拉葫芦辅助，使其主斜架与付斜架合拢，找正后连接。3.6、井架整体找正斜架合拢后进行整体找正，即以两个方向的井筒中心线，分别找正斜架，用经纬仪从四个方向对井架进行观测，使之达到规定的质量标准。3.7、避雷设施（1）副井井架系整体钢结构空间框架体系。避雷引下线利用结构钢件。为此，要求井架结构件间作可靠电气连接并与水平接地体作可靠电气连接，在距地面0.4m处设断接卡。做法详见防雷引下线做法图。（2）接地极垂直打入地下，埋深0.7m，其冲击接地电阻应不大于10欧姆。否则应增打接地极。接地装置距地下各种金属管道及其他各种接地装置的距离不小于2m。所有接地极零件必须热镀锌后再用。（3）在井架顶123、端设置避雷针两只，短面中点布置，采用焊接固定。避雷针尖采用30-40不锈钢加工制作。3.8、井架照明（1）导线均采用钢管沿井架立柱与平台围栏焊接或绑扎的方式明敷。（2）灯具的安装位置由现场酌情调整。（3）照明配电箱外壳接零且重复接地，与副井井口房接地系统可靠连接。（4）各灯具的金属外壳及穿线钢管均应与井架做可靠电气连接。3.9、质量标准（1）按国家现行钢结构工程施工及验收规范GB50205-2001。（2）按煤炭工业部制造局企业标准金属焊接构件通用技术条件QMTZ1015-85。（3）钢结构设计规范GB50017-2003。（4）煤炭安装质量检验评定标准MT5010-95。（二）副井提升绞车安124、装1、概况副井井筒直径6.0m，井深481m；安装JTP-1600/20型单绳缠绕式提升机。电机采用高效节能绕线式电动机，其型号YR355M-10型，380V、132kW，581r/min。提升机主要组成部分有：主轴装置、传动系统、制动系统、润滑系统、拖动控制保护系统、操作系统等。提升钢丝绳采用619S-FC-1670-特型钢丝绳，d=34mm，=1.3mm，Pk=1.47kg/m，Qq=220kN，电控采用PLC数字电控（带动力制动，配后备保护装置），提升信号采用KXT19矿用PLC多功能立井提升信号系统。2、施工顺序施工图会审基础测量放线验收清理基础及所有螺栓孔预置垫铁部分修凿平整安放设备125、底座安装滚筒安装闸架安装电机二次灌浆安装液压站及配管安装润滑油站及配管单机试运转。要求电气施工顺序必须与机械施工紧密相扣，电气施工顺序在工艺流程图或施工网络图中就工期和时间上应有明确规定，抓好开工日期和竣工时间对整个安装工程顺利完成有着十分重要的意义。3、设备大件的吊运在设备即将到货之前，绞车房安装孔前方要有足够平整且夯实的场地，保证设备大件按安装的顺序排放到安装孔的两侧，中间要留有足够宽的吊运轨道，待设备到货之后，用20T吊车按安装顺序将大件直接卸到吊运轨道上。室外吊运采用10T汽车吊，进门采用5T手拉葫芦索引，室内大厅也采用10T手拉葫芦把大件放到各自的安装位置上。4、施工方法1）绞车房竣126、工后，先把手拉葫芦吊挂在三角支架上，用以吊装绞车，电机等大型设备。2）用手拉葫芦将设备逐一吊装就位后，即可进行设备安装，先将绞车滚筒和主轴就位，并操平找正。3）安装制动闸盘和制动闸架，按设计要求和设备技术文件安装电动机。检查无误后进行设备底座二次灌浆。4）安装电控装置及其它电气设备，安装信号系统。5）安装天轮。安装提升容器，悬挂钢丝绳并调绳。6）调整制动装置及操作润滑系统，并检查各系统功能。7）校正过卷、减速开关等保护装置。8）试运转，包括电机空转运行，润滑系统运行，制动系统运行，驱动滚筒试运行。驱动滚筒运行必须在前几项试运行正常情况下方可进行，特别是整机润滑系统必须处于正常工作状态。9）有关127、提升机安装的常规工艺与质量要求，可参照煤矿机电设备安装工程施工及验收规范。（三）副井井筒永久装备安装1、概况副立井井筒直径为6.0m，井筒装备一对1t矿车宽窄罐笼，担负矿井的人员、设备、材料（包括长材）的升降及矸石提升等辅助任务；其中最大设备为液压支架，整体液压支架和运送支架的重型平板车总重24.03t。 2、施工方法利用井筒施工时的凿井井架、绞车、吊盘及稳车等，进行井筒装备安装工作。井筒装备施工采用分次作业法，即采用二层吊盘由上而下，安装井筒中的托架、梯子梁、电缆架、梯子间等，然后拆除吊盘下吊架，再利用吊架由下而上安装管路、敷设电缆，吊盘层间距4m，井筒装备标准段安装时，双层吊盘的下层盘号锚128、杆孔、打锚杆眼、栽锚杆，盘上有风钻等；上层盘安装托盘（即牛腿）、电缆托架、梯子间梁（包括梯子、踏板、挂网等）。临时井架拆除。风井梯子间安装参照副井安装。（四）通风机设备及机房动力配电设备安装1、概况该矿井为高瓦斯矿井，采用中央分列式通风系统，主副井进风，风井回风。矿井主通风机型号为FBCDZNo19B，一台工作，一台备用，功率1852KW，风量2838-6300m3/min，风压989-3740Pa。电压380V，转数980r/min。通风机房采用双回路供电，低压配电设备选用矿用一般型开关柜，通风机电机采用直接起动。2、施工方案 为了节约时间，缩短工期，通风机安装和土建工程交叉施工，即土建室内129、工程主体完工后进行设备大件就位安装、穿线，待土建扩散塔施工结束后，进行出风侧设备安装，同时将安装施工分为两组，即机械组和电气组，安装施工大致分为三步完成：1）电气组安装操作室设备，控制台、控制柜、汇线桥等，机械组安装通风机主体、轴承总成、叶片和滑轨、扩散器等。2）电气组安装低压配电装置、电动机、电缆敷设、电气控制等，机械组此时安装出风门、扩散塔、导流叶片等室外装置。3）试验调整阶段，两组人员相互结合，连接液压调节装置，各执行机构等，然后进行空、重车试运转及反风试验。（五）地面变电所设备安装1、地面10kV变电所概况在矿井副井工业场地建有一座35/10.5kV变电所，其两回35kV电源分别引自大130、土河110kV中心站35kV母线段和大土河热电一厂35kV母线段，导线型号均为LGJ-120钢芯铝绞线，线路长度分别为8km和5km；正常情况下，一回电源运行，另一回带电备用，在工业场地内建矿井10kV变电所。设计选用两台S11-400/10 ，10/0.4kV，400kVA变压器。10kV装置为固定式高压开关柜，选用XGN2-10型高压开关柜13台，室内单排布置，单母线分段接线。选用GGD2型固定配电柜8台，GFD660型固定配电柜6台。2、安装方案该变电所担负着XX煤矿的供电任务，变电所高低压设备安装方案如下：1）室外变压器安装：变压器安装分以下几个步骤进行：a.运输、装卸；在此过程中不得131、有冲击和严重振动，利用机械牵引时着力点应在变压器重心以下，运输中倾角不得超过15，卸车时核对变压器高低侧方向，使其一次到位正确。b.安装前的检查；主要看备件、附件是否齐全，技术文件是否完整，数量是否准确，设备有无外观损伤。c.器身检查；在空气温度、湿度合适的情况下可进行吊芯检查，检查时器身周围要清洁，并应有防尘措施，检查主要内容有变比、组别、绝缘强度、介质、直流电阻、油样、耐压等级等，检查过程中做好记录（文字和照片）。2）高压开关柜及成套控制屏柜安装：检查验收到货设备及其附件，再验收基础型钢，设备就位后用垫铁把各柜（屏）调整大致水平，再以第一个柜为基准，操平找正使柜（屏）面整齐，间隙均匀。柜体132、安装好，调整屏柜的动静触头，使其接触紧密，二次回路辅助开关接触可靠，机械闭锁装置动作准确可靠，调整断路器，加工安装母线，敷设电缆。3）二次回路安装：先检查盘、柜各元件仪表有无破损，安装是否有松动，连接是否可靠，动作要灵活无卡阻，仪表继电器在试验时由试验人员拆下，拆卸时做好标记，安装时反复校对。信号元件要进行外观检查，并做通电试验。引进盘柜内的电缆应排列整齐，避免交叉并固定牢靠。对二次回路进行交流耐压试验，电压标准为1000V。4）其他安装包括：电缆支架的配制与安装、硬母线连接 、电缆的敷设和连接、接地装置的安装、照明灯具和电话等的安装严格按照煤矿安装工程质量检验评定标准（MT5010-95）和133、设计要求进行安装。 3、电气试验1）电气设备调整前认真学习和审查图纸、资料，对电气传动控制系统的基本原理要充分了解。2）准备好调试用的各类仪器、仪表、安全防护用具等，并校对其是否符合测试范围。3）各电气系统设备要反复调整直到符合要求，对动作值的测定要在同一条件下取三次算术平均值。4）高、低压开关柜，变压器绝缘油试验委托供电部门。5）调整试验时，做好原始记录。4、试运行试运行应在统一指挥下进行，在各设备单机试运合格后进行联合试运转，试运前对机械、电气及其附属设备进行一次全面检查，确认无误后方可试运，试运区域设明显标志，非工作人员不准进入，参加试运人员各司其职，并熟知试运的程序和操作方法。（六）锅134、炉设备安装1、概况工业场地工业建筑和行政公共建筑、及工业辅助厂房均设置集中采暖系统，采暖热源由工业场地锅炉房提供。工业建筑及厂房采暖为P=0.3MPa蒸汽，行政公共建筑采暖为95/70热水。室内采暖系统以上供下回同程式为主。锅炉房设在副井工业场地，副井场地的采暖由锅炉房设置的QTZQ-N-2.1高效智能型汽水换热机组提供热媒。其他的供热由锅炉房直接提供蒸汽。2、安装方案为了节约时间，缩短工期，锅炉设备安装和土建工程交叉施工，即土建室内工程主体完工后进行设备大件就位安装，待土建施工结束后，进行辅机等分部工程安装，同时将安装施工分为两组，即机械组和电气组。锅炉安装包括以下：锅炉炉体安装、水处理系统135、安装、辅机安装、管道安装、电气安装、热工系统安装。每个分部工程包括若干分项工程，所以锅炉房内工业锅炉及其配套辅机的质量控制严格按工业锅炉安装工程施工及验收规范和有关规定进行。（七）井下中央泵房排水设备安装1、概况XX煤矿矿井正常涌水量100m3/h，最大涌水量120m3/h，排水高度415.5m(含吸水高度)。根据水泵必须的排水能力，选用三台MD280658型耐磨离心水泵，水泵技术参数如下：额定流量Qe280m3/h，额定扬程He520m，允许吸上真空度Hst4.5m，额定转速n1480r/min。三台水泵，一台工作，一台备用，一台检修。配套电动机功率710kW，电压10kV，转速1480r/136、min。配备ZPBG型高压喷射泵装置，排水管选用D3727mm无缝钢管两趟，一趟工作，一趟备用，沿副井井筒敷设，采用法兰连接或直接焊接连接，以焊接为主。2、施工顺序大件装车下井安装基础处理大件就位环形管路施工水泵电机操平找正二次灌浆电机配线并空转电机拖泵空转环形管路试压水泵负荷试运转。3、施工步骤为了快速高效完满完成安装任务，施工队伍可以分成三组实现平行交叉作业方式，一组负责机械设备安装，二组负责环形管路及其它配管安装，三组负责电控设备安装及电机配电等。环形排水管路联接好后，配风管管路、安装喷射泵。进行水压试验。每台水泵在进行单机试运时，应逐台测定灌水时间，排水量和真空度。 每台水泵运行不得少137、于8小时。 泵体出水口压力表和进水口负压表（真空表）必须达到设备技术文件的要求。 水泵在设计负荷下连续运转2小时后，其滚动轴承温度不高于80。 各紧固连接部位无松动。 运转中无异常声音。 各静密封部位不泄漏。 填料的温升正常，平衡盘出水温度不过热。 泵的安全保护装置（机械的、电气的）灵敏可靠。 电动机体温升、电流不得超过额定值。每台水泵分别试验无底阀，射流泵排水性能的试运（水、气分别试运）。（八）井下配电室设备安装1、概况在副井底设置井下中央变电所、配电室。井下低压配电室接线方式采用单母线分段。低压馈电开关采用BKD9型。以660V电压向副井底排水泵、各掘进头、工作面順槽等低压设备供电。主排水138、泵采用双回路供电。井下电压等级：660V、照明及手持式用电设备为127V。井下固定敷设的电缆选用MVV221000型带有煤安标志矿用交联聚乙烯绝缘电力电缆；其余动力设备电缆选用MYP0.38/0.66煤矿用阻燃移动屏蔽套软电缆。井下电缆选择：选用2根MYJV421000、3150mm2煤矿用交联聚乙烯绝缘粗钢丝铠装聚氯乙烯护套电力电缆，沿副井井筒下至井底机电硐室。当一回电缆故障时，其余一回能满足井下排水供电负荷要求。2、施工工序验收设备基础固定电缆支架敷设接地干线埋设主接地极设备就位并找正联接母线，敷设动力、控制电缆空负荷送电运行带负荷运行。3、施工步骤1）施工电缆托架，敷设电缆2）施工接地干139、线，制作并埋设主接地极、勿通接地网。3）设备下井运输并安装4）低压设备配线5）电气设备接地6）安装照明7）试运行（九）瓦斯抽放设备安装1、概况地面瓦斯抽放泵房安设4台2BEC72型真空泵，两台工作，两台备用及检修。抽放管路选型及布置：地面及回风立井中选用530*12mm无缝钢管，回风大巷及采区回风巷采用560*26.7mmPVC管，老空区插管采用350*15mmPVC管。2、施工方案瓦斯抽放泵安装顺序：安装基础处理大件就位环形管路施工泵电机操平找正二次灌浆电机配线并空转电机拖泵空转环形管路试压负荷试运转。地面及回风立井中的管路安装同风井井筒装备。各抽放管路安装应符合以下要求：（1）抽采管路通过140、的巷道曲线段少、距离短，管路安装应平直，转弯时角度不应大于50。（2）尽量避开运输繁忙巷道，首选回风巷内铺设；若敷设在主要运输巷道内，在人行道侧其架设高度不小于1.8m，并固定在巷道壁上，与巷道壁的距离应满足检修要求；抽采瓦斯管件的外缘距巷道壁不宜小于0.1m。（3）管路发生故障，管道内的瓦斯不得流入采掘工作面、机房或机电硐室内。（4）抽采管道与地上、下建（构）筑物及设施的间距，应符合工业企业总平面设计规范的有关规定。（5）抽采瓦斯管路的管径应按最大流量分段计算，并与抽采设备能力相适应，抽采管路按全流速为512m/s和最大通过流量来计算管径，抽采系统管材的备用量可取10%。（6）当采用专用钻孔141、敷设抽采管路时，专用钻孔直径应比管道外形尺寸大200mm；当沿竖井敷设抽采管路时，应将管道固定在专用管架上。（7）抽采管路系统中必须安装调节、控制、测定、防回气、防回火装置。（十）采掘运输设备安装1、概况根据矿井开拓部署，结合矿井采掘设备情况，综合机械化采煤方法来开采4、5号煤层。4号煤层采煤机利用已有的MG132/300-BWG型采煤机，5号煤层采煤机选用MG100/240BW型采煤机，4号煤层选用SGD630/180型可弯曲输送机，5号煤层选用SGB630/150型可弯曲输送机；4、5号煤层选用SZB730/75型刮板转载机。4、5号煤层选用SSJ800/240型带式输送机。工作面支护4号142、煤层选用ZY3600/10/20型液压支架，5号煤层选用ZY3600/7.5/16.5型液压支架，配型钢梁支护顶板。采区工作面的设备，特别是胶带输送机是井下煤流的运输咽喉，安装前施工单位应编制单位工程组织设计，科学地选择施工方法，并在安装中严格执行。以保证施工安全、顺利地进行。2、施工前的准备1）运输道路勘测：特别是转弯道，轨道、采区巷道尽可能不要通过风门。2）准备足够的专用车辆，地面装完车后要经过检查，完好设备才可以下井。3）运输沿线道岔检查，提升绞车及钢丝绳的检查，制动部位检查，以防掉道、跑车和断绳。4）设备安装人员现场培训。3、施工方案1）单体液压支柱安装单体液压支柱和型钢梁集中运至工作143、面。轨道顺槽配备JD-11.4型调度绞车运料。2）采面设备安装采面设备地面装车、检查、下井，根据副井罐笼尺寸及设备规格制作平板车。因为井下的特殊环境使活动空间受限制，因此，装车、运输都按安装的顺序进行，以免到工作面再调换位置。3）安装顺序：采面设备安装前应安装供电系统，以便向工作面提供电源。安装泵站（在地面）以便为液压设备提供动力。安装工作面刮板运输机。安装液压支架安装运输巷刮板转载机安装运输巷皮带机4、胶带输送机施工顺序1）安装机头设备；2）安装胶带机架，包括托滚；3）安装胶带拉紧装置；4）安装胶带机机尾；5）安装胶带包括胶带搭接；6）安装胶带机保护系统：跑偏保护和防跑偏装置、断带保护、过载144、保护，驱动滚筒防滑保护、自动洒水装置、温度保护、烟雾保护和自动洒水装置。5、试运行配电点设备试送电；采面设备电机空转试验；整机试转、确认无误；采面设备联合运行并投入开采工作。（十一）其他其他工程按照正常施工方法进行安装。六、机电安装工程施工组织措施（一）安装实施与管理 1、每项工程施工前，应编制详细的单位工程施工组织设计和安全措施，并组织有关人员认真学习严格执行。2、根据施工组织设计和各安装工程的工艺流程，画出工程进度网络图，以协调各项工程进度。3、做好设备及随机资料的保管和清点工作。设备出库必须有随机资料及合格证，施工时严格按照说明及机电安装工程质量标准进行施工。重要材料必须有出厂合格证，上145、述资料一并附入该工程档案内，工程移交时随同质量记录移交生产部门。4、每项安装工程必须按设计施工图施工。在施工中如发现设计有不合理和不符合实际情况之处，应及时提出意见或修改建议，经建设单位或设计部门代表同意并签字后，才能按修改后的设计施工。5、设备安装过程中应精心操作，防止损坏，并经常检查设备情况，妥善保管和维护。6、安装工程应按自检、互检和专业检查相结合的原则，对每道工序进行检验和记录，作为工程验收时的依据。7、每项安装工程结束，都应有施工单位填写竣工报告，并附上安装工程的原始记录和隐蔽工程记录，由建设单位组织各有关人员进行验收。（二）调试实施与管理1、各项安装工程的设备安装完毕后，应进行调整146、和试验，其目的是为了使整个系统获得最佳运行状态，各元部件的装配允许误差值为最小，以使设备达到设计功能。2、制定设备调试计划，将高度目的和要求，需要调试的项目，调试的程序和方法以及所使用的仪器、仪表，详细贯彻到每一位参加调试工作的人员，并需编写调试报告。3、对于参加调试的人员，应定人定岗，任务明确，负责到底。（三）试运实施与管理各机电设备及各系统安装调试合格后，均应进行试运。1、试运程序在各设备及系统的电源、水源、风源、气源及通讯完工后，按下列方框图进行试运。电源通讯水源风源气源 单机 机组 系统 联合2、单机试运单机试运是联合试运的基础，用以检查单机安装质量和设备性能，使其达到设备名牌指标和设147、计要求。3、机组试运单机试运合格后进行机组试运，测定整个机组的性能，以达到设计要求为准。4、系统试运当每个系统的各部分试运后，逐年进行系统试运，主要检验本系统各部分联合工作的综合能力，在空负荷试运合格后，再进行额定负荷的试运转。5、联合试运各系统试运后，为了检验矿井的生产能力还应进行联合试运。在试运中每一环节都应充分准备，认真检查，并严格遵守试运程序，各系统应严密配合，统一指挥。（四）安全措施1、每项工程开工前应根据煤矿安全规程和其他有关规定编写施工安全措施。组织施工人员认真学习，树立牢固的“安全第一”思想，并严格执行每一条措施。2、建立以安检人员为中心的安全检查网，做到层层有人抓，事事有人管148、。3、各施工点必须有足够的消防设施，杜绝火源。4、各施工点应有保健人员及相应的保健设施。5、对高空作业（尤其在冬季施工）和井筒作业要有专门的防坠落措施。6、井下设备安装要设专职瓦斯检查员，并搞好通风工作。7、对立体交叉平行作业的场所，其防护设施更应严格。8、对施工所用设备，材料和工具要认真检查，若不合格者不准使用。9、在危险场所施工要有畅通的避灾路线。第四章 三类工程施工顺序及排队第一节 各类工程工期及进度指标的确定一、井巷工程进度指标按照煤炭矿井建设工期定额，并结合本矿井实际情况，井巷成巷进度指标如下：风井井筒刷大：70m/月主井井筒延深：20m/月岩巷：锚网喷60m/月煤层平巷：锚网240149、m/月煤层斜巷：120m/月工字钢：200m/月交岔点：0.7个/月硐室：400700m3/月二、土建、安装工程进度指标土建工程以1.7万元/人年的平均劳动生产率，配备各月份所需劳动力；安装工程按照2.0万元/人年的平均劳动生产率，配备各月份所需劳动力。第二节 关键线路的确定及其施工顺序根据该矿井巷、土建、机电安装三类工程排队结果，井巷工程的施工期为38个月（含施工准备和安装、试运行期），井巷工程的工期决定矿井建设的总工期。确保矿井按期投产的主要连锁工程为：副井永久装备风井刷大和装备、回风暗斜井施工、主井延伸及装备二采区回风巷采煤工作面顺槽及切眼采煤工作面设备安装联合试运转。第三节 井巷工程施150、工顺序及和施工排队一、井筒及主要巷道开工顺序方案按照一、二、三期工程依次施工，副井井筒装备完毕后，风井刷大和装备、回风暗斜井施工、主井延伸同时进行，然后进行主井底联络巷及煤仓施工以及其它二期、三期工程施工。二、施工队排队根据现场实际提升运输条件，工程采取多头平行作业，最多共安排七个队工作，其中3个综掘队，5个炮掘队，其中包括3个扩巷工作面，4个掘进工作面。三、井筒施工方案副井落底后，永久装备，然后施工井底车场及相关硐室，形成排矸系统后，将主井的临时排矸改至副井井筒，临时回风改至新副井，然后刷大风井井筒。四、临时排水方案利用现有主井底排水系统可满足施工期间排水任务，安装3台MD25-306水泵。151、主井井筒及车场少量涌水由安放于井窝内的潜水泵排出。五、临时通风方案该矿属技术改造矿井，现有的通风系统已经形成，现由主、副井进风，风井回风，风井刷大及主井延伸期间，由主井进风，新副井临时回风，在新副井安装两台FBCD2No20B型通风机。在风井井筒刷大后，形成永久通风系统。掘进工作面使用2*15kW局部通风机压入式通风。六、措施工程设计方案为便于疏水下山和疏水巷施工，在疏水下山与轨道大巷连接处设平车场以及绞车房等。七、施工排队结果建设工期38个月， 2011年5月22日开工，于2014年9月正式投产。具体排队结果详见XX煤矿技改项目井巷施工工程排队横道图。八、工程排队原则及加快建井速度措施根据初152、设中所列主要工程项目及工程特点，以矿井投产达产所要求形成的主要生产系统及其相应的工程量，从系统形成入手，抓系统形成过程中的平衡，采取如下措施：（一）优选施工队伍和施工方案，提高装备水平，采用先进技术，确保关键线路工程正常连续施工。（二）在确保矿建工程连续合理施工前提下，安排土建、安装工程紧密与之配合，同时也要强调矿建、土建工程为最后的机电安装工程打基础、创条件。主要矛盾线上的工程优先开工,关键线路工程连续施工,做到不等不停。（三）要以系统形成为中心，抓好各辅助系统的转换工作，在诸生产系统中突出抓住影响矿井建设总工期的关键线路工程（主要矛盾线），同时又要注意到次要矛盾（线）的转化问题。（四）在确153、保安全质量的前提下，尽力组织各工程的立体平行交叉作业，充分利用时间，空间加快工程进度。（五）坚持一次成巷，在掘进工作面100200米之后铺设永久轨道、永久压风、排水管路和电缆托架。第四节 土建施工顺序及排队一、土建工程量工业场地建筑物及构筑物总体积 22825m3工业场地建筑物及构筑物总面积 2298m2矿井工业场地占地面积 3.791km2绿化占地面积 5687m2场内公路 420m硬化面积 5610m2窄轨铁路 185m二、土建工程排队依据和原则 (一)建筑安装工程工期定额。（二）劳动生产率指标按17000元/工年。（三）优先安排施工可利用的永久建筑工程，主井生产区如变电所、主井绞车房，永154、久供水工程中的水源井、管网，后期主井井口房等。（四）副井生活区如单身宿舍、场内部分道路、联合建筑等。（五）确保矿井各生产系统排队的时间，完成提升、通风、运输、排矸等生产系统的工程。（六）妥善安排广场埋入式管网和道路，使之与广场填方配合进行。三、土建工程实施办法和排队为加快矿井建设速度,尽可能减少工序转换时间，节约投资,凡能够在施工过程中利用的永久建筑和设施,有条件的应尽量做到一次完成，铺轨、排水管路、洒水管路安装与井巷工程同步进行。由于副井现有凿井绞车（JT2.5）只能满足安装施工需要，需在其绞车房后新建绞车房，安装永久绞车，在新绞车未安装之前，需加快新绞车房的施工，采取先筑绞车基础，绞车安装155、完后，再建绞车房。副井工业广场生产区的永久变电所、副井绞车房等设施应优先施工，安排一个施工队，副井工业广场生活区的单身宿舍、联合建筑物在不影响主副井施工的基础上，开工一个施工队，力争在井巷工程完工前，施工完成，保证矿井按时竣工验收。区内的其它建筑可以在以上施工完成后，有序的安排施工。具体详见下表： XX煤矿技改项目工业广场区土建施工工程排队横道图。第五节 机电安装工程施工顺序及排队本矿井设计要求的施工工期短，工作量大，时间集中。由于设备多，安装工程难度较大，这就要求开工前必须充分做好准备工作，合理组织。一、机电安装工程施工顺序安排在不影响整个矿井建设进度的前提下，本着先生产系统,后辅助系统的步156、骤，力争合理安排进度和工期，特别时留足设备的安装、调试时间，以保证设备在投入运行后能做到正常、安全、可靠。根据初步设计方案和矿方意见，拟按以下主施工顺序安排：1、副井井筒装备。2、副井永久绞车安装（井架安装）3、瓦斯抽放泵站安装。4、地面35KV变电所改造。5、主通风机安装6、地面压风设备安装。7、机修车间设备安装。8、采面设备安装。9、联合试运转。二、机电安装工程施工排队机电安装工程在矿建、土建工程具备安装条件的前提下才能进行。机电安装工程能否按预定工期完成任务，不仅取决于安装队伍的数量、人员素质等有关因素，而且还取决于矿建、土建施工中能否给安装创造一定的有利条件。为了使设备安装能够按期进行157、，设备应提前23个月到货，大型设备提前35个月到货，以免因设备制造工期的拖延、安装前的检查、试验及二次倒运时间的延长等而延误设备安装。具体见附表：XX煤矿技改项目安装工程排队横道图。第六节 三类工程施工顺序及排队三类工程施工顺序及排队具体见附图：三类工程综合排队网络图。第五章 施工作业能力设计第一节 提升设施一、提升设备的布置及选型原则:1、提升能力满足施工要求，并有一定富裕能力。2、尽量不占用永久建筑位置。3、设备选择计算均应符合煤矿安全规程以及规范、行业标准要求。4、本矿井属资源整合矿井，技术改造期间尽量利用原有设备。二、技改期间提升方案先安装副井提升系统，副井装备结束后，井下的全部任务，158、由副井进行提升，风井进行刷大，主井进行延伸、装备。三、提升系统风井当前提升系统当前利用矿井已有的一个0.75t单层单车非标罐笼，罐笼重量1200kg，配备0.75t矿车。用以下放各支护材料及排出巷道矸石。风井井筒刷大420m，在刷大时，井筒至少必需配备一个独立的提升系统。井下支护材料及矸石排放转至副井井筒。煤巷施工的煤经皮带转入主井箕斗升井。风井井筒刷大施工时需要一套独立的提升系统，其计算如下：副井提升系统副井井筒装备结束后，利用永久的一台JKMD-44（）多绳摩擦式提升绞车，主要技术参数为：滚筒直径为4.0m，滚筒个数为1个，最大静张力为680kN，最大静张力差180kN。配低速直流直联电机159、，750V，1250kW，其转速为34r/min。配备一对1t矿车双层四车四绳罐笼（一宽一窄）根据初步设计第七章副井提升绞车选型可知，使用JKMD-44（）多绳摩擦式提升绞车提升，能满足要求整个矿井的提升要求。电控采用与提升机配套的电控；提升信号装置必须从井底信号工发给井口信号工和从井口信号工发给绞车司机。井口信号装置必须与绞车的控制回路相闭锁，只有在井口信号工发出信号后，绞车才能启动。井底车场与井口之间，井口与绞车司机台之间，除有上述信号装置外，还必须装设直通电话。电源采用10KV高压进电，主回路进线为10kV高压进线，经过高压开关柜，采用晶闸管变流器向直流电机供电。低压380V工作电源引自160、提升机房辅助干式变压器的低压侧，备用电源引自35/10kV变电所，故障后手动切换。采用双回路电源供电，电源取自矿井地面变电所。系统投入生产之前，应进行整定、检测提升设备，使之符合相关规程、规范及行业规定的要求。四、井下掘进提升绞车1、水仓掘进面，安装一台JD-11.4调度绞车，单车提升，矿车为非标0. 75吨矿车。JD-11.4调度绞车有关参数：滚筒宽度303mm，滚筒直径233，最大容绳量400m，最大牵引力为9.8KN。配套电机功率11.4kW，电压660V。牵引钢丝绳直径为12 mm，钢丝绳重0.541kg/m。2、轨道暗斜井提升设备本次设计选用JTPB1.6型单滚筒提升机，经初步设计的161、第七章第四小节校验，该提升机完全能满足整合后的暗斜井提升要求。斜巷运输，按规程要求，防跑车装置和跑车防护装置必须完善，动作灵敏，运行可靠。第二节 技改项目施工期间通风设施本矿井设计为三立井开拓，副井为新上井筒，主井凿井期间通风、立转平与回风巷未贯通时通风、井下掘进通风。:风井延伸凿井期间风机安装在地面，选用800mm“双抗”柔性风筒压入式通风(包括主井立转平短路贯通前通风)；：井下掘进通风，利用矿井风井现有的通风系统(主、副井进风、风井回风)，掘进面用局部通风机（22kW，800mm“双抗”柔性风筒压入式通风）通风。一、工程掘进井巷工程通风副井井筒投入使用前，矿井井下施工最多安排五个掘进面，矿162、井通风采用主、副井与风井构成的通风系统进行通风，主、副井进风、风井回风，矿井需风量计算如下：（1）按人数计算掘进工作面实际需风量Q掘4Nm3/min式中：N掘进工作面同时工作的最多人数，取15人；则Q掘41560 m3/min（2）按局部通风机实际吸风量计算Q掘QfIKfm3/min式中：I通风机台数，取1； Qf通风机实际吸风量，选用1台YBT52-2型局部通风机，风量取220m3/min； Kf风量备用系数，取1.3；则Q掘12201.3286m3/min=4.8m3/min经计算，煤巷掘进工作面需风量取最大值，即按通风机实际吸风量计算值4.8m3/s（取5m3/s）。风速验算：VQ掘S掘163、5.04.51.1m/s，符合要求。井下最多安排二个煤巷掘进工作面，均选用22kW局部通风机，每个供风量为：5 m3/s；总需风量10 m3/s。风井安装2台FBCZD5414风机，能满足要求。三、永久通风系统风井通风机安装到位后即可形成永久通风系统。在改变风流之前建设单位应编制专项安全技术措施，并由总工程师贯彻后执行。井下通风路线可根据施工需要调整风门和风路，通过永久通风系统来满足施工工作面的需要，各掘进头仍然使用局扇压入式通风。第三节 建井期间的供排水系统一、技改期间井筒供排水1、供水方案地面供水，利用原已有的供水系统，能满足生活以及其他方面用水。在井筒内布置一趟503无缝钢管（由井壁固定164、敷设），作供水管，为凿岩降尘使用，与压风管悬吊在一起。2、井筒延伸排水方案为了保证井筒以优质快速施工，井筒施工期采用堵、截、导、排等综合治水方法将工作面涌水控制在6m3以下在综合治水基础上考虑强排，确定采用电动潜水泵排水为主，吊桶随矸排水为辅的排水方案。将工作面的水通过风动潜水泵排至吊盘水箱，可用水箱内的电动潜水泵把水排至地面。、排水设备和管路的选择、水泵选择工作面采用流量17m3/h风动潜水泵，吊盘水泵选择QWK30-200/4-45两台（其中一台备用），两种水泵的主要技术性能见下表：设备名称型号流量（m3/h）扬程（m）重量（kg）风动潜水泵BQF-11770铝25电动潜水泵QWK30-2165、00/4-4530200800、管路选择主排水管选用895型无缝钢管，由井壁固定敷设。3、巷道施工排水方案所有巷道施工排水，均通过工作面自流或水泵排往主井井底的临时水泵房内，通过主井井底安装3台MD50-806型水泵，所配电机功率75kW。排水管路为D1084无缝钢管两趟排至地面。二、下山掘进排水设备安装2台QWK30-125/5-30型潜水泵，作为临时排水。三、回采工作面顺槽及掘进面排水设备对于低洼积水点配80WG型水泵排水，各排水点将水汇入水仓。五、永久排水设备副井底泵房形成后，泵房内安装选用三台MD280658型耐磨离心水泵，水泵技术参数如下：额定流量Qe280m3/h，额定扬程He52166、0m，允许吸上真空度Hst4.5m，额定转速n1480r/min。三台水泵，一台工作，一台备用，一台检修。配套电动机功率710kW，电压10kV，转速1480r/min。排水管选用D2737无缝钢管两趟，一趟工作，一趟备用，沿副井井筒敷设，采用法兰连接或直接焊接连接，以焊接为主。根据该矿涌水量情况，在施工期间，尽早做永久排水工程，安装永久设备，保证矿井正常生产。防水措施：施工中必须坚持有掘必探，先探后掘的原则，且保持超前钻探距离不少于20m。排水系统要完好，保证能够正常排水。当工作面发现出水征兆（挂红、挂汗、空气变冷，有雾气，水叫，顶板淋水加大，顶板来压，底板鼓等时）立即停止作业，并及时向矿调167、度汇报。情况紧急必须立即撤人。地测部门要经常查看情况，做好水文地质预报工作。每月初，区队应根据地测部门下达的水文地质预报，根据水量的大小准备好排水设备，满足排水要求。同时，区队技术员要向工人讲清当月的水文地质情况。所有施工人员，必须熟悉避灾路线及自救常识，以便险情出现时，及时撤离危险区。第四节 临时压风设施一、供风方案矿井技改期间，井巷工程主要有：主井井筒、水仓、泵房、配电室等。根据井巷工程，在工业广场设一个临时压风站，向井下供风。二、工业广场1、压风设备及管路、压风设备地面压风站临时安装 2台SA-132A型螺杆压缩机，1台工作，1台备用；单台空压机配套电机功率132kW，电压380V，排气168、量24m3/min，排气压力0.85MPa。空压机采用设备自带的风冷系统进行冷却。、压风管路根据压缩空气距离，选用1085无缝钢管作为主干管，管路采用快速管接头焊接连接为主，局部采用法兰连接。压风管在主井口处，通过一个油水分离器后下井。、供风能力验算（按矿井最大用风量考虑）井筒施工期间最大用风量是钻孔程序，根据井筒断面和工作面涌水情况，一个掘进面，需配备5台风钻及1台风动潜水泵。风动潜水泵、凿岩机耗风量表风动机具名称型号耗风量m3/min台数备注风动潜水泵BQF-1型4.01凿岩机YT-242.88Q=1.11.11.0182.80.75=20.5m3/min根据以上计算，选择SA-132A型169、螺杆压缩机2台，一台工作，一台备用。单台压缩机排气量24m3/min，排气压力0.85MPa。配套电机功率132kW，电压380V，能满足要求。使用要求：满足施工时供风的需要，不得随意停风，工作面风压达到6kg/cm2，整个管路不能出现跑风、漏风现象，法兰盘与管子焊接时，不能出现沙眼。第五节 井上下运输设施一、地面运输方式场内运输均采用公路运输和窄轨运输两种方式。场外材料及场内煤炭用汽车运入、运出工业场地；在矿井技改期间的矸石，通过汽车运至场外填沟造田，场内不设永久排矸场。地面主要运输设备的选型详见下表：表5-5-1 地面主要运输设备一览表 序号名称型号规格单位数量服务地点备注1载重汽车20/170、10t辆3/3地面运输2自卸汽车10t辆53散装水泥车20t辆24牵引拖车20t辆55救护车辆16生活车5t辆27铲车5/3t辆2/28汽车起重机NK300台1二、井下运输副井井筒永久装备后，提升井下掘进矸石。1、井底运输：井下巷道施工掘进出矸，通过北皮带运输到储矸仓，经轨道暗斜井630刮板输送机运到井底车场梭式矿车中，由副井罐笼提升至地面。2、副井井底运输：副井井下施工掘进出矸，采用1.0t矿车，通过轨道运输到井底，由副井罐笼提升至地面。运输材料与上下人员与矸石提升相反。3、采区运输：安装一台JD-11.4调度绞车。掘进施工时根据地质情况，配置多台调度绞车接力运输。井下主要运输设备的选型详见171、下表：表5-5-2 井下运输设备用量表 序号名称规格型号数量（台）备注1掘进面JD-11.43施工设备2非标矿车075t（1t）363材料车6施工设备4平板车6施工设备第六节 施工供电、通信与照明一、施工期间供电电源技改前，供电电源XX煤矿10kV变电所采用双回路供电，其电源均来自原永祥煤矿变电站10kV电源。供电方案在技改期间，充分利用原有的机电设备和线路，以及原有的变电所。、在技改期间，具体供电情况1、供电情况工业广场利用工业广场已有的临时供电，进行改造，具体详见地面10kV临时变电所供电系统图。变电所安装两台S9-500/10/0.4变压器，一用一备，专供井上设备用电，变压器中性点接地。172、安装两台KS9-250/10/0.69变压器，一用一备，专供井下设备用电。以上井上下供电，根据负荷大小，可以改变变压器运行方式，如果负荷大，两台变压器可以并列运行。2、负荷地面计算有功功率369kW，计算无功功率278kVar，计算视在功率462kVA。3、其他说明：只要永久变电所形成后，立即投入运行，拆除临时供电系统。10kV变电所设防雷和保护接地装置。4、井下供电：井下临时配电点为单母线分段接线，低压馈电开关选用KBZ型，向临时排水泵双回路供电，向各掘进头等单回路供电。井下电压等级： 660V、照明及手持式用电设备为127V。井下固定敷设的电缆选用MVV221000型带有煤安标志矿用交联聚173、乙烯绝缘电力电缆；其余动力设备电缆选用MYP0.38/0.66煤矿用阻燃移动屏蔽套软电缆。详见井下供电系统图。5、井下保护接地系统井下保护接地应遵照煤矿安全规程第482条487条的有关规定设置。电压在36V以上和由于绝缘损坏可能带有危险电压的电气设备的金属外壳、构架、铠装电缆的钢带（或钢丝）屏蔽护套等都必须有保护接地。井下接地网上任一保护接地点测得的接地电阻值不得超过2。每一移动式和手持式电气设备至局部接地极之间保护接地用的电缆芯线和接地连接导线的电阻值，不得超过1。主接地极应在主副水仓中各埋设1块。主接地极采用面积不小于0.75m2的镀锌钢板。装有电气设备的硐室和每个低压配电点等地点，均应安174、装局部接地极。所有电气设备的保护接地装置（包括电缆铠装、铅皮、接地芯线）和局部接地极装置，应与主接地极连接成一个总接地网。二、施工期间临时通信1、风井刷大凿井期间：吊盘、井上、下信号通讯采用KTJX-SX-I型井筒信号通讯装置。信号和照明共用一趟MYP-316+110型电缆，此电缆通过压风管悬吊绳辅助悬吊。信号专门从井筒两侧各敷设一趟MHUYVA39矿用阻燃型通信电缆，专供井下电话用户的通信需要。下井用户电缆在入井处安装防雷装置和熔断器，并采用HBZ（G）-1A型本质安全型按键话机。另外可以根据施工进展情况及时调整位置，方便施工。2、在井底、吊盘、井口信号房、绞车房、井底车场等设置声光信号装置175、，形成完善的信号系统。3、在施工期间，安装一台永久程控交换机。分别在地面办公室、绞车房、通风机房变电所、机修车间、主、副、风井井口等处设电话分机。井底车场以及掘进工作面、临时排水阵地、井下变电所、配电点、轨道下山绞车房、运输下山车房等处设电话分机。4、下山绞车均配备提升信号装置。信号装置可通过“打点”次数，实现绞车硐室与各车场之间的联系，此外在轨道沿途也可以向绞车硐室发出信号。二、井上下照明1、矿灯房设备在矿井技改期间，利用矿井临时矿灯房已有的矿灯及充电架，可以满足施工的需要。2、地面照明利用工业广场内的架设地面照明线路，动力线与照明线同杆架设，照明采用三相四线制，电压220V，室内与室外照明176、分开。照明灯具，室内用白炽灯或荧光灯；路灯一般用马路弯灯；井架上用白炽灯。3、井下固定照明及供电方式凿井期间，井筒吊盘下方设2个防爆投光器，作为井底工作面施工照明。井底车场及其附近、机电设备硐室、绞车坡以及升降物料和人行交替使用的绞车道、主要进风巷的交岔点和采区车场等地点均设固定照明。根据现场施工情况，照明电源分别引自就近配电点。照明电压为127V，照明综合保护装置为BZX4、 660/127V，照明灯具为DGS35/127N型，照明电缆为MY500矿用阻燃移动橡套软电缆。第七节 瓦斯监测、安全监测设施在技改期间，设置一套KJ95N型安全生产监测监控系统，用以满足矿井安全及生产监测的需要。 该177、系统由地面中心站、网络终端、图形工作站、通讯接口、系统监控分站、电源箱及各种矿用传感器和矿用安全生产监测软件所组成，能对井下瓦斯、风速、负压、风门状态、水仓水位、设备开停、馈电状态等环境参数有效监测，能有效的监测胶带机、井下局扇等设备的开停状态，能对提升机钩数记数，并能有效的实现风、电、瓦斯闭锁。井下环境参数超现时实现自动报警。在施工中，各煤巷掘进工作面必须配备瓦斯传感器及断电仪，安装风、电闭锁装置。其他传感器按照煤矿安全规程、煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范的相关规定和相关专业的设计资料，安装瓦斯、风速、负压、设备开停、馈电状态等类型传感器并确定其设置地点，传感器采用符合煤矿井下环境的178、标准通用型传感器。第八节 矸石排放及工程煤的处理副井施工区设一处矸石堆放场，矸石定期外运，填沟平地或复土造田。第九节 供水、供热及采暖设施一、供水在工业场地设一座锅炉房，安装二台DZL1.0-0.7-W3锅炉，采暖期两台运行、非采暖期一台运行。浴室洗浴用热水加热至40，一股送到浴室屋顶热水箱供应淋浴用水，一股送到浴池供应洗浴用水。蒸汽送往井口加热器，循环使用。供职工饮用的开水加热至100，开水器设在锅炉房内。二、采暖和供热工业场地供热管网分为两路，一路为采暖用热管道，主要供井筒空气加热采暖；另一路为供热管道，主要供浴室等用汽，凝结水管布置原则与蒸汽管相同。供热管道采用无缝钢管，直埋敷设，在主要179、交叉口设置检查井。蒸汽管道保温材料采用复合硅酸镁聚氨脂硬质泡沫塑料，保温层厚度为25mm。第六章 矿井施工安全技术措施第一节 瓦斯灾害防治措施一、保证稳定的通风系统和风量1、采区巷道施工中应负压通风系统形成后进行，在未形成负压通风之前，不得进行煤巷的施工。2、在矿井完整通风系统未形成之前，矿井供电系统安装中，任何时候都要保证原有主通风机双回路供电，备用风机必须完好备用。二、保证掘进工作面通风质量1、各掘进工作面采用局部通风机正压通风，采用“三专”供电，掘进工作面局部通风机前侧建筑两道连锁的正向风门和两道反向风门，将井下进风巷道与掘进盲巷回风巷道隔断。2、局扇不得随意关停，如出现停电停风现象必须180、撤人停止工作，待恢复送电后必须按煤矿安全规程有关规定制订瓦斯排放措施，先送风排放瓦斯，待瓦斯降到规定数据以下方可进人恢复工作，并恢复工作面机电设备正常运行。3、严禁任何两个采掘工作面之间串联通风。4、掘进工作面必须使用设计的选用的215kW局部通风机。风筒使用800mm“双抗”风通，压入式通风。风筒必须采用反压边连接，吊挂平直，拐弯处使用弯头，破口必须及时修补或更换。三、加强瓦斯检查，及时采取措施处理1、矿井安全监控系统必须提前投入使用，掘进工作面必须按规程规定配备齐全的瓦斯传感器，局扇必须设置风电闭锁和瓦斯电闭锁装置，断电范围符合规定。2、每个掘进工作面必须配备专职瓦斯检查员，随时对工作面瓦181、斯进行检查。3、掘进工作面及其他作业地点风流中瓦斯浓度达到1.0%时，必须停止用电钻打眼；爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.0%时，严禁爆破。4、掘进工作面风流中瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止工作、撤出人员、切断电源、进行处理。电动机开关或开关附近20m内风流中的瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止运转、撤出人员、切断电源、进行处理。5、掘进工作面及其他巷道内，体积大于0.5m3的空间内瓦斯积聚达到2.0%时，附近20m内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。6、因瓦斯浓度超过规定而切断电源的电器设备必须在瓦斯浓度降到1.0%以下时，方可人工启动。7、掘进工作面风流中，二氧化碳浓182、度达到1.5%时，必须停止作业、撤出人员、查明原因、制定措施进行处理。8、掘进工作面机电工必须班班带便携仪，在检查开关或电动机时，必须先用便携仪检查开关或电动机附近的瓦斯浓度，如瓦斯浓度达到1.0%，必须停止工作，切断电源，进行处理。9、所有掘进人员必须携带自救器，跟班队长、班组长和电钳工必须班班带瓦斯便携仪，并把便携仪吊挂在距掘进工作面不大于5m，距巷顶不大于300mm，距侧帮不少于200mm的棚梁上。10、如有盲硐、盲巷及废巷必须设置永久密闭，以防人员误入，出现人身事故。11、矿井必须有因停电和检修主要通风机停止运转或通风系统遭到破坏以后恢复通风、排除瓦斯和送电的安全措施。恢复正常通风后，183、所有受到停风影响的地点，都必须经过通风、瓦斯检查人员检查，证实无危险后，方可恢复工作。12、临时停工的地点，不得停风，否则必须切断电源，设置栅栏，揭示警标，禁止人员进入。停工区内瓦斯或CO2浓度达到3.0%或其他有害气体浓度超过规程规定不能立即处理时，必须在24h内封闭完毕。13、修复旧井巷，必须先检查瓦斯，当瓦斯积聚时，必须按规定排放，只有在回风流中瓦斯浓度不超过1.0、二氧化碳浓度不超过1.5、空气成分符合本规程第一百条规定时，方可作业。14、局部通风机因故停止运行，在恢复通风前，必须首先检查瓦斯，只有停风区最低瓦斯浓度不超过1.0%和CO2浓度不超过1.5%，且符合规程开启局部通风机的条184、件时，方可人工开启局部通风机，恢复正常通风。15、建立瓦斯个体巡回检测和连续监测的双重检测系统，严格按设计配齐安全监控系统，采、掘工作面配备瓦斯断电仪。井下配备专职瓦斯检查员，区队长、班组长、放炮员、流动电钳工下井时必须携带便携式甲烷检测仪。严格落实瓦斯巡回检查制度和报表审阅制度，并保证瓦斯检查范围的覆盖面，认真落实瓦斯检查的“三对照”制度。四、做好通风系统改变时的安全措施1、工作面贯通时，井下通风系统发生改变，易发生瓦斯事故，因此巷道贯通应制定专项安全技术措施：掘进巷道贯通在巷道相距20m前，必须停止一个工作面作业，做好调整通风系统的准备工作。 贯通时，必须由专人在现场统一指挥，停掘的工作面185、必须保持正常通风，设置栅栏及警标，经常检查风筒的完好状况和工作面及其回风流中的瓦斯浓度，瓦斯浓度超限时，必须立即处理。掘进的工作面每次爆破前，必须派专人和瓦斯检查工共同到停掘的工作面检查工作面及其回风流中的瓦斯浓度，瓦斯浓度超限时，必须先停止在掘工作面的工作，然后处理瓦斯，只有在2个工作面及其回风流中的瓦斯浓度都在1.0以下时，掘进的工作面方可爆破。每次爆破前，2个工作面入口必须有专人警戒。 贯通后，必须停止采区内的一切工作，立即调整通风系统，风流稳定后，方可恢复工作。2、矿井永久通风系统形成后，及时调整通风系统，改由主、副井进风，风井回风，井下通风巷道必须提前构建通风构筑物，在风流改变时，同186、时打开或关闭相关风门，形成新的通风系统。在通风系统改变时，不得进行掘进作业。第二节 防治水措施1、扩界区内不排除复采的可能，要坚持“预测预报、有疑必探、先探后掘，先治后采”的原则，防止发生采空区积水引发的透水事故。2、采区排水阵地形成后，方可掘进回采巷道。3、按要求配备探水设备及专职人员。探放水队伍要进行严格培训，探放水队伍人员的工资待遇应根据钻孔工程量单独核算。探放水设备经常保持完好，井下必须配备探水钻，作到人力、设备、技术三到位。认真落实探放水管理制度，编制探放水作业规程，坚持填写探放水工作记录、班报表、日报表，矿长、技术负责人及有关领导审查签阅日报表并提出下一步探放水工作意见。4、安装钻187、机探水前，必须遵守下列规定：（1）加强钻场附近的巷道支护，并在工作面迎头打好坚固的立柱和挡板。（2）清理巷道，挖好排水沟。探水钻孔位于巷道低洼处时，必须配备与探放水量相适应的排水设备。（3）在打钻地点或附近安设专用电话。（4）测量和探防水人员必须亲临现场，依据设计，确定主要探水孔的位置、方位、角度、深度以及钻孔数目。 5、钻进时，发现煤岩松软、片帮、来压或钻孔中的水压、水量突然增大，以及有顶钻等异状时，必须停止钻进，但不得拔出钻杆，现场负责人员应立即向矿调度室报告，并派人监测水情。如果发现情况危急时，必须立即撤出所有受水威胁地区的人员，然后采取措施，进行处理。6、钻孔接近老空，预计可能有瓦斯或188、其他有害气体涌出时，必须有瓦斯检查工或矿山救护队员在现场值班，检查空气成分。如果瓦斯或其他有害气体浓度超过本规程规定时，必须立即停止钻进，切断电源，撤出人员，并报告矿调度室，及时处理。第三节 其他灾害防治一、防火措施1、加强机电设备的管理，电机减速器不准缺油运转。2、加强放炮管理，不准放明炮、糊炮，放炮前后洒水降尘降温。防尘管路必须紧跟掘进工作面，距离不得超过20m.3、通风队每周对巷道风流中CO、CO2、空气温度检查一次。4、加强局部通风管理，保证掘进工作面有足够的风量。5、严禁空帮空顶及浮煤堆积，发生冒顶时采用不燃性材料封堵严密，防止煤层自燃发生。6、不准带电检修设备或带电搬迁电器设备。二189、顶板管理措施1、开工前，班组长必须对工作面安全情况进行全面检查，确认无危险后，方准人员进入工作面。2、工作面必须配齐敲帮问顶工具（如长钎、短钎、镢头等）并及时敲帮问顶，除掉顶帮的活矸危岩。敲帮问顶工作由两名有经验的老工人担任，一人观察，一人操作，并由外向里进行。无论是在打眼前、装药前、放炮后，还是喷射砼施工过程中，都必须时刻注意顶、帮的变化情况，发现活矸危岩，立即处理，严禁继续施工。3、遇到地质情况的变化时要注意采取加强临时支护，如超前锚杆、加密锚杆、加钢网、喷混凝土等；在煤巷中采用前探支架，加密棚子，减小棚距，严禁空帮空顶作业。4、采取短掘短砌，缩短临时支护距离及暴露时间。5、在大断面巷道190、或硐室施工中，可采用导硐法，上下台阶法，分段砌筑法等，以防止空帮空顶面积过大，暴露时间过长等造成片帮、冒顶。6、一旦发生冒顶后，一般先不要大量出矸，防止冒顶区过大，要根据现场实际情况，如果是冒顶范围不大也不太高，可采用绞架出矸的办法通过，如果是大冒顶可采取打撞楔、钻导硐、短段砌筑等方法通过。7、如果冒顶发生后，帮壁比较稳定而且冒顶高度和范围都不太大的情况下，可采用喷射混凝土的方法处理冒顶区，然后加打锚杆复喷砼控制顶板。三、综合防尘措施井下粉尘主要来源于打眼、放炮、装载等工序，为减少对施工人员的健康损害，必须采取防尘措施。1、打眼必须采有湿式凿岩，即水风钻、水电钻，由跟班队长或班长组织实施，装药191、用水炮泥封孔，放炮前后每班要由班长负责派专人对巷道洒水降尘，减少煤尘飞扬。2、各转载点都必须坚持使用喷雾降尘装置，巷道内每50m配一个接头，由施工队每班洒一次水。3、无论是机械装岩还是人工装矸、装煤，都必须边装边洒水，防止岩尘、煤尘飞扬。4、巷道内由通风防尘队安设水幕和封闭全断面隔爆水袋，此项工作有通风防尘队负责，由掘进队坚持使用和管理。5、配备防尘检测仪器，加强检测手段，加强个人防护，配备个人防护用品，经常测试井下粉尘浓度，要把粉尘浓度降到国家规定之下。第四节 井巷施工安全技术措施一、井筒刷大施工（一）表土施工.表土施工应设置临时锁口，其结构应符合封闭严密、作业安全的要求。 2.表土段的临时192、支护，当土层含水量大，土质松软时应做好井帮的临时支护。3.表土施工过程中，应加强井口沉降观测，观测地表沉降和构筑物的变形情况如沉降严重，应采取应急措施。4.在施工时，表土的堆积物的存放要远离井口，不少于5m，防止滚入井内。5.在吊桶提升过程中，人员乘坐吊桶的人数及安全措施明确规定。6.井口和各厂房设施要做好防水倒灌和防火工作。7.井架安装前，井口四周的工作范围内，必须用栅栏围住，人员进出地点，必须安装栅栏门。（二）基岩掘进安全措施1明确专人处理井帮围岩浮矸，注意围岩变化，发现不安全情况及时处理。2打眼前必须清好底，以防夹钻或堵塞炮眼；打眼时，每班设专人负责钻眼质量。不准在活矸上打眼，严禁在残留193、炮眼里继续打眼，压风吹洗炮眼时，操作人员及工作人员都不许正视在吹洗的炮眼。 3装药前，工作面的信号线必须提到吊盘上，井筒内所有电气设备都必须切断电源（信号除外），盘上信号工负责将照明灯移至安全可靠的地方。4装药联好放炮基线后，必须严格检查一次爆破网路的联接情况，发现问题及时处理，确认无误后再联接母线。放炮员必须最后升井，吹口哨发出警戒信号，待撤至安全地点后，方可送电放炮。放炮严格执行“一炮三检”和“放炮三联锁”制度。5在吊盘中作业时，装矸人员必须佩带安全带，安全带扣在专用无口绳环上。否则不得作业。6井下无人时，第一罐下井人员不少2人，以便相互稳罐，开车前通知车房慢行，注意在吊盘位置停车。7一切194、下井人员所带工具、材料必须装入工具袋或放入吊桶内，不准手提腰挎。吊盘作业人员要戴好安全带，安全钩挂到安全地点。人员衣袋内不得有易落品，所使用工具应设保护绳索以防坠落。（三）井筒过破碎带施工安全措施实际施工中遇围岩破碎带时，采取锚喷网临时支护和提高光爆指标等措施。提高光爆指标即减少周边眼距和抵抗线，采用不耦合装药，尽量减少对井筒围岩的破坏，保持围岩的完整性，充分利用其自身抵抗能力。锚喷网临时支护，尽量缩短围岩的暴露时间，必要时增设钢井圈复合支护，缩小掘进段高。确保安全顺利通过破碎带。（四）井筒防治水措施为减少井壁渗水和滴水现象，在井筒施工中，井壁接茬缝采取双斜面处理，接茬处的砼应使用小粒径骨料配195、制，以保证接茬密实，在井筒施工期间，随时对井壁渗水和出水点进行注浆封堵，确保达到要求。雨季到来之前，要备好井口防排水准备，制订防洪措施，防止井口倒灌水。（五）防止井筒坠物的安全措施1各层作业平台要求坚固可靠，平台上不允许有杂物。2放炮后，及时清扫各层吊盘，清扫吊盘时，由上而下进行，扫盘工作不结束，不许下人工作。3升降吊盘，接长管路不得与打眼、出碴、浇筑混凝土等其它井筒施工工作平行作业，并且停止井筒内的提升，该工作指派专人统一指挥，制定专用信号。4提升吊挂系统每天检查并做记录，钢丝绳按规定定期作拉力试验，悬吊负荷不允许超过规定。5井筒中间的设施及材料如果放在各层盘上时，都必须用强度满足安全系数要196、求的钢丝绳栓牢在固定设施上。井筒作业人员携带工具都必须栓尾巴绳，尾巴绳生根在人的腰带上。6提升绞车必须设过卷装置，所有悬吊设备，都必须达到完好。（六）钻眼、爆破安全措施1上下钻及打眼严格按打眼操作规程作业。2严禁站在风钻下面打眼，以防断钎伤人，风水管路必须与风钻连接牢固。3放炮员同爆炸物品入井时，送火药必须符合煤矿安全规程344条规定，同时在下井前，井口信号工必须同绞车司机事先联系，使绞车下放过程中以慢速下放，提升速度不得超过1m/s，下放爆炸物品时，除放炮员以外其它任何人员不许同乘一罐。4雷管炸药入井前，工作面的电气设备提离工作面20米左右，期间的提升信号采用工作面击罐、吹哨或喊话的方法，通197、知吊盘信号工向地面发出信号，电气设备撤离工作面后，测定井底工作面的杂散电流不超过30mA的规定时，方许下放爆炸物品。5装药开始以前，吊桶必须提离工作面500mm，装药时各孔的电雷管脚下线扭结短路，炮眼内引药及装药入孔底后，用砂子封到孔口，沙子填满填实，全部炮眼装药结束后，安设木桩架设区域线，由放炮员一人联线，先将雷管脚线扭开与区域线扭结牢固，全部雷管脚下线与区域线连完检查无漏连时，工作面装药人员上到罐中，放炮员将区域线与井筒放炮母线连接，上罐升井，升井时吊盘、腰泵房等岗位人员同乘一罐升井。6放炮员升井后，吊桶提到井口并撤到一边，撤出井口棚内所有人员到距井口20m以外，放炮员及安全检查员走在最后198、，距井口棚人员处20m以外设警戒人员，按照“三人联锁”换牌制度换牌后，放炮员要打开放炮箱，放炮母线连接电源闸刀，发出二次间隔不少于5秒钟的警号后，合上二级刀闸放炮。7接通电源后井筒工作面的雷管炸药没有爆破时，放炮员必须切断电源，取下放炮母线检查不爆原因，如果是因连线问题造成的放炮不响，应重新连线放炮。8工作面产生的瞎炮，必须在班长、安全检查员、放炮员的直接参与下，查找瞎炮产生的原因，并应在当班进行处理，如果当班未能处理完毕，放炮员必须遵守以下规定：由于连线不良造成的瞎炮，可以再连线放炮；在距瞎炮至少300mm处另打同瞎炮平行的新炮眼，重新装药放炮；严禁用镐刨或从炮眼中取出原放置的引药或从引药中199、提出电雷管，严禁将炮眼残孔（无论有无残余炸药）加深；处理瞎炮的炮眼爆破后，放炮员必须详细检查炸落的煤矸中的电雷管及炸药并统一收起来返库；在瞎炮未处理完毕以前，严禁在该地点进行与处理瞎炮无关的工作。9放炮后通风30分钟，炮烟吹散以后，指派专人清理各层盘，其清扫范围自封口盘开始从上而下逐渐将悬臂梁、吊盘、抓岩机、吊泵、模板及井壁接茬等处的浮矸清扫干净后，放炮员、检查员、班长等人同乘一罐进入工作面检查爆破情况，确认安全后方可通知其它人员入井出碴。二、巷道施工安全技术措施1、做好地质预测预报工作，在接近软岩、破碎岩层、断层带或煤层之前，要制订有针对性的施工安全技术措施，并通过总工程师批准后，认真向职工200、进行交底贯彻，并有贯彻记录。2、遇到地质情况的变化时要注意采取加强临时支护，如超前锚杆、加密锚杆、加钢网、喷混凝土等；在煤巷中采用前探支架，加密棚子，减小棚距，严禁空帮空顶作业。3、围岩破碎时，采取短掘短砌，缩短临时支护距离及暴露时间。4、在大断面巷道或硐室施工中，可采用导硐法，上下台阶法，分段砌筑法等，以防止空帮空顶面积过大暴露时间过长造成片帮、冒顶。5、一旦发生冒顶后，一般先不要大量出矸，防止冒顶区过大，要根据现场实际情况，如果是冒顶范围不大也不太高，可采用绞架出矸的办法通过，如果是大冒顶可采取打撞楔、钻导硐、短段砌筑的方法通过。6、如果冒顶发生后，帮壁比较稳定而且冒顶高度和范围都不太大的201、情况下，可采用喷射混凝土和砂浆的方法处理冒顶区，然后加打锚杆控制顶板。三、 巷道维修安全措施1、由于已有巷道顶板来压，巷道中出现棚子扭旋或底鼓等现象，必须及时对其进行修复。2、修复巷道时，必须由外向里逐棚进行，严禁人员进入维修地点以里，并切断维修地点以里的电源。3、拆除原支架前，必须先加固定工作地点的棚子，必要时打上抬棚。4、架设和拆除支架时，在一架未完工之前，不得中止工作。不连续施工时，每次工作结束前，必须接顶封帮，确保工作地点的安全。第五节 土建施工安全技术措施1、根据工程特点，单位工程施工前，必须编制施工组织设计或施工安全技术措施。对工程质量、安全措施以及文明施工应有明确规定。2、高空作202、业要严格执行高空作业有关规程规定，身体不合格的不能进行高空作业。高空作业要按规定设置安全网，进入现场的所有人员都必须戴安全帽。3、提人电梯或提料架超过10m高时要设避雷针，雨季前要测试接地电阻，不符合要求时要立即更换。4、所有设备均要制订操作规程，并挂牌到现场。5、提人绞车司机要经过培训，并经考核合格后才能上岗。重要结构电焊，焊工要定期考核，取得合格证才能上岗。重要结构焊缝要按规定进行超声波检查和X光拍片。第六节 提升、运输安全技术措施一、提升、运输安全技术措施1、每次提升前，绞车司机均要对绞车制动系统、电控系统及车体稳固情况进行详细检查，发现问题立即处理。2、斜巷提升，坚持使用“一坡三档”装203、置，使装置处于常闭状态。3、斜巷提升，无论距离远近，均要用信号联系，信号系统由电铃、红灯、按钮组成，严禁喊话、晃灯或其它方式。信号系统要齐全、到位。4、井上、下挂钩工，每次挂车前一定要检查串车的联接系统，要完好、有效。挂好保险绳，以防跑车。5、安全员、施工队长，每天要对轨道、钢丝绳进行一次检查，发现问题及时处理。临时轨道要按临时轨道的质量标准进行维修。提升钢丝绳是通过载荷计算选定的，不得超载，钢丝绳不得有接头；每天填写钢丝绳检查日志，发现断丝、磨损超过规定，必须及时更换，钢丝绳应定期作试验。6、处理掉道车时，要由班长指挥、绞车司机配合，齐心协力。防止跑车，防止翻车伤人。7、绞车司机必须配备主、204、副司机各一名，一人开车，一人监护。提升过程中，信号工、绞车司机必须精力集中，严格按操作规程操作，信号不清，严禁开车。绞车司机要装束整洁，不准戴手套操作。精力集中，责任性强，时刻注意绞车的运转情况。8、当钢丝绳盘偏时，不准绞车司机边开车边拨绳。9、绞车司机要在钢丝绳上作斜巷深度标记。10、无特殊情况，严禁急刹车。11、绞车司机夜间开车，最好能有监护人陪同。12、斜巷长材料（例如轨道、长木料、大型设备）的提放，要有专门的技术组织措施。13、斜巷要遵循“行车不行人，行人不行车”制度，完善警示灯，设置足够数量的安全躲避硐。14、加强对提升系统的严格检查，对绞车、矿车、连接装置、地磙、钢丝绳及提升各部位205、要定期检查。15、斜巷提升时，严禁蹬钩、爬车，运送物料时，开车前把钩工必须检查牵引连接和装载情况，连接不良或装载物料超重、超高、超宽或偏载严重有翻车危险时，严禁发出开车信号。16、斜巷提升绞车必须有过卷装置，平巷人力推车前后距离不得小于15m，不准放飞车，下坡要有刹车装置，转弯过风门视线不清时要大声或吹哨警告行人。17、正在施工的下山工作面之外3050m之间必须设有可移式保险杠，以保证工作面的安全。18、所有斜巷上平台要安设阻车器，上下斜坡1620m处安设具有足够强度的保险杠，提升钢丝绳上固定有保险绳，矿车连接要使用保险插销，斜巷沿途设红灯行车信号。19、绞车安全保护按规定设置齐全。20、要严206、格按照单位工程要求的安全措施进行施工。二、安装工程安全技术措施1、设备安装前要对设备主机、辅机、配套电控、备品、备件等与图纸资料进行清点核对，发现问题或配件损坏等情况及时向有关部门提出处理。2、大型设备安装前，要对设计图纸进行验收，对基础质量、标高、地脚螺孔，中心线等进行核对，问题纠正在设备安装之前。3、大型设备托动运搬或垂直运输，吊装时工作人员要事先对运行路线进行详细调查，确保运搬安全。特殊情况施工技术人员要按客观实际情况，编制具体措施并对工作人员贯彻实施。4、大型设备或构件下井安装时，要对设备及构件的体积与通过的路线详细调查，障碍要事先排除，同时对不合格的设备或构件筛选排除切勿进入井下。5207、起重设备及工具，施工前要经过详细检查。凡不合格损坏或破损者一律不准使用，可合理选用起重设备或工具，不允许超负荷使用。6、高空作业人员要严格遵守高空作业规程规定。佩带工具及安全带要符合标准。7、没有具体安全技术措施或安全防护，禁止立体交叉平行作业。8、井架或天轮平台进行切割或施焊时要封闭井口，并清除易燃物品，设专人监护，防止焊碴、火种灼伤电缆线等设施或引起火灾。井口与井架上方传送东西要用绳索系牢实施，严禁上抛下扔。9、井筒装备时井上封口盘必须保持严密，并设专人监视，随时清扫保持整洁严防往井下坠物。10、两根或两根以上钢丝绳悬吊的吊盘或管路，应采用同型号稳车，在井筒内起落时应尽时做到同步。11、208、井上下信号系统和地面稳车与井口指挥台信号系统都必须质量良好，声光齐全，清晰可靠。12、管路安装，为了防止钢管撞击托管梁，每次下井前在钢管前端加设一个圆锥型帽，下管前检查管内不要有石块、铁屑、破布等杂物，防止吊起时坠入井下。13、电缆下井前要经过认真检查，合格后才允许下井安装，下放电缆时要在井口设置导向轮及限速和防坠装置，严防电缆坠入井下，并制订防止电缆在井筒内互相缠绕或挂在梁上的措施。14、在井筒内或井下各硐室进行设备安装，使用切割或施焊时要制订安全措施，并经批准后方可实施。15、井筒中工作人员在装备罐道或卡固管路时，所佩带安全带、搬手、撬棍、大锤等要栓好防止坠入井下。16、在井架、电杆等高空209、作业时，如遇雷雨、大风应停止作业，以防意外。17、电气设备检修或安装时，电源开关处要有专人监视，并悬挂“有人作业，禁止送电”的标志牌。18、设备运转操作，要由经过专门培训的司机进行，并严格按操作规程执行，严禁违章操作或误操作。19、所有机电安装工人都要经过专业培训才准上岗。20、推行全面质量管理，建立健全QC小组活动，认真搞好工程质量。每个施工小组都要配备不脱产的安全质量检查员。21、每项工程开工前要进行图纸集中会审，认真审查图纸，发现问题及时向有关部门提出解决。22、每项安装工程开工前，技术人员应向全体施工人员进行技术交底或上技术课，使工作人员心中有数。23、酷暑炎夏，在露天或高空作业，要做210、好防暑降温工作。24、寒冬季节在露天或高空作业时，要做好防寒、防冻、防滑措施。第七节 机电设备管理措施1、机电工必须经过专职培训，并经过考核合格后，方可上岗，机电工每班要对所管的设备全面检查一次，发现问题及时处理，消灭电器设备失爆。井下供电必须做到“三无”即无鸡爪子，无明接头、无羊尾巴，“四有”有过流、过负荷和漏电保护，有螺丝和弹簧垫，有密封圈和挡板，有接地装置。2、机电设备维护、修理、保养和调整工作，必须由专职人员进行操作。非专职或值班电气人员不得擅自操作电气设备。3、井下机电设备的运行、维护、保养、修理，必须符合防爆性能的各项技术指标，防爆性能遭到破坏的电气设备，应立即处理或更换，不得继续211、使用。4、运输机司机要严格执行交接班制度，经常检查设备运转情况，要听清开机信号，运转时，发现异常应及时停机，运输机机头前后5米无浮煤杂物。5、入井的排水管路及通信线路在井口处要安设防雷电装置和熔断器。6、矿井电气设备三大保护设计应符合煤矿安全规程的要求，应详细说明接地保护的材质、截面等。7、为防止雷电沿排水管导入井下，按规范要求，在井口附近制作一个接地极，将排水管、井口的钢轨，井架与接地极连到一起，将接地极埋于井口附近的黄土中，接地电阻不得大于2欧姆，以防止雷电导入井下引起事故。8、掘进工作面的风电闭锁装置不能随意拆掉，因故局扇停机后，掘进工作面的作业人员必须全部撤离。局扇必须实行双风机、双电212、源，风机自动倒台，并做到“三专两闭锁”（即专用变压器、专用开关、专用线路，风电闭锁、瓦斯电闭锁），由小班机电工负责管理，保证正常运转，倒台装置要灵活可靠。掘进工作面应设瓦斯传感器。瓦斯检测装置要保持正常工作，不得擅自挪动、拆除。报警浓度：T11%、T21%、T30.5%断电浓度：T11.5% T21% T30.5%复电方式：人工复电复电浓度：T11%、T21%、T30.5%断电范围：T1、T2、T3均为掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。9、加强对电气系统“三大保护”的检查、检测和维护整定工作，定期检查测试接地电阻，确保各种保护装置起到应有作用。10、防爆电气设备入井前，应检查其“产品合格证”213、和“煤矿安全标志”，并建档管理。没有“一证一标志”的不准入井。第八节 爆破作业安全技术措施1、工作面打眼时，当打钻地点风流中瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止打钻，爆破地点附近20米以内风流中瓦斯浓度达到1.0%时，严禁爆破。2、工作面放炮时，所有不装药的眼孔都应用不燃性材料充填，充填深度不小于爆破孔深度的0.5倍。3、工作面放炮时，放炮地点20米范围内必须洒水灭尘。4、放炮前，必须对各种设备和电缆加以可靠的保护或移到安全地点。5、工作面爆破时，撤人及地点必须在距工作面100米外新鲜风流中的避难硐室内进行，回风系统有人作业地点，都必须停电撤人。6、爆破前，班组长必须亲自布置专人在警戒线和可能进入214、放炮地点的所有通路口外安全地点担任警戒工作，警戒员必须在有掩护的安全地点进行警戒，警戒线处应设置警戒牌、栏杆或拉绳标志。7、装药后必须把电雷管脚线扭结悬空，严禁电雷管脚线，爆破母线与运输设备，电气设备以及采掘机械等导电体相接触。8、炮眼封泥应用水炮泥，水炮泥外剩余的炮眼部分应用粘土炮泥或用不燃性的，可塑性的松散材料制成炮泥封实。严禁用煤粉、块状材料或其他可燃性材料作炮眼封泥。无封泥、封泥不足或不实的炮眼严禁爆破。9、爆破必须全断面一次爆破，要根据巷道特点编制爆破图表，规定装药结构和装药量，否则放炮员有权拒绝装药。10、放炮器的钥匙、必须有放炮员随身携带，不得转交他人。不到放炮通电时，不得将钥匙215、插入放炮器，放炮后，必须立即将把手或钥匙拔出，摘掉母线扭结成短路。11、放炮前，脚线的连接工作可由经过专门训练的班组长协助放炮员进行，放炮母线连接脚线，检查线路和通电工作，只准放炮员一人操作。12、放炮员最后离开放炮地点，并必须有掩护的安全地点进行放炮，掩护地点到放炮工作面的距离，必须符合规程的规定。13、放炮前，班组长必须清点人数，确认无误后，方准下达放炮命令，放炮员接到放炮命令后，必须先发出放炮警号，至少等五秒方可放炮。14、装药的炮眼必须当班放完，特殊情况下当班留有尚未放炮的装药炮眼时，当班放炮员必须向下一班放炮员在现场交接清楚。15、放炮30分钟后，待工作面的炮烟被吹散，放炮员、瓦斯检216、查员和班组长方可首先巡视爆破地点检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支护、拒爆、残爆等情况，如有危险情况，必须立即处理。16、通电以后拒爆时，爆破工必须先取下放炮器钥匙，交将爆破母线从电源上摘下，扭结成短路，在等15分钟方可沿线检查，找出拘爆的原因。工作面产生的瞎炮，必须在工长、安全检查员、放炮员的直接参与下，查找瞎炮产生的原因，并应在当班进行处理，如果当班未能处理完毕，放炮员必须遵守以下规定：由于连线不良造成的瞎炮，可以再连线放炮；在距瞎炮至少300mm处另打同瞎炮平行的新炮眼，重新装药放炮；严禁用镐刨或从炮眼中取出原放置的引药或从引药中提出电雷管，严禁将炮眼残孔（无论有无残余炸药）加深；处理瞎炮的217、炮眼爆破后，放炮员必须详细检查炸落的煤矸中的电雷管及炸药并统一收起来返库；在瞎炮未处理完毕以前，严禁在该地点进行与处理瞎炮无关的工作。17、处理瞎炮（包括残炮）必须在班组长直接指导下进行，并应在当班处理完毕，如果当班未能处理完毕，放炮员必须同下一班放炮员在现场交接清楚。18、各类巷道放炮均应采用三人连锁放炮制。19、煤巷施工放炮使用毫秒延期雷管，炸药必须使用煤矿安全炸药。20、炸药管理和炸药运输必须符合煤矿安全规程规定。21、在相对贯通井巷时，两个掘进头相距20m时必须停止其中一个掘进头，打上临时棚栏并挂有警告板，再进行单头掘进贯通。22、相对井巷贯通施工放炮时，必须通知对方撤人，有关放炮通知218、的贯通距离，通知联系方法等都必须在措施中严密制定，专人负责。23、煤层中的采掘工作面，必须使用煤矿安全炸药和必须使用煤矿许用瞬发电雷管或煤矿许用毫秒延期电雷管。使用煤矿许用毫秒延期电雷管时，最后一段的延期时间不得超过130ms。不同厂家生产的或不同品种的电雷管，不得掺混使用。专职爆破工必须固定在同一工作面工作。严格执行“一炮三检”和“三人连锁放炮制度”。放炮使用水炮泥，消除放炮时产生的火焰和电气火源。第九节 个体安全防护措施加强个体保护，要求井下工作人员配带自救器和矿灯，戴安全帽，穿防静电工作衣和绝缘胶靴。本矿井按井下工人和生产管理人员出勤总人数配备自救器，并有5%的备用量。井筒施工人员应配备219、防尘口罩和防噪音耳套等个体防护用具，防止职业病危害。第十节 文明生产及环保矿井建设期间，应加强对施工现场文明施工和环境保护工作的监督检查。各施工单位应结合劳动保护，设立环境保护和职业安全卫生机构，配备环保专业人员，负责落实、监督本单位的环境保护工作，使永久的环境保护设施与工程同步施工，同步发挥效益。临时的环保设施必须符合各项环境保护标准。具体要求如下：一、施工现场设置大门及企业标志，“五牌一图”应规范整齐，内容齐全。二、工地道路应确保畅通，现场内无积水，要有污水、废水处理措施。三、材料存放有序，标识整齐清楚，易燃易爆物品分类存放，并有防火措施。四、工业广场及道路的绿化，必须按照设计要求，随工程220、进度一起施工，并达到标准。工作区和生活区要明显划分，生活区要设置学习和娱乐场所，并制定防暑、防冻措施，食堂必须符合卫生要求。五、灰渣及生活垃圾集中堆放在固定场所，并定期外运，集中处理。施工和生活中的废弃物，要排放到规定地点，必要时应进行掩埋，防止扩散，造成环境污染。六、永久及临时锅炉安设除尘器，排烟符合锅炉烟尘排放标准才能启用。七、生活污水采用化粪池简易处理后，汇同生产废水一起引入竖流式沉淀池，沉淀后的废水才能排放。八、噪声大的永久或临时施工设备，如局部通风机、压风机、破碎机等，采取消声器进行降噪。九、井下凿岩、装运等工艺，采取综合防尘措施，使空气中的粉尘浓度符合标准。十、施工机械的废油料，集221、中存放，并做好废油的利用工作，禁止随意乱倒污染环境。十一、施工若取土，在指定的范围内进行，严禁乱挖乱填，破坏自然植被，造成水土流失，破坏生态环境。第十一节 生产施工人员培训加强对作业场所人员的培训，学习先进技术，也可以安排人员去同类型的矿井学习，为将来投产作好准备。对于技术工人必须提前进行针对性培训，进行技能考核后签订劳动协议，以保证高素质员工操作现代化设备，为矿井早日达产作好人力资源储备。五职矿长应取得相应的安全资格证和任职资格证。第七章 施工阶段“三控一管 ”第一节 施工阶段的工期控制影响技改项目工期因素很多，在工期控制的诸因素中，尤以项目组织、技术、经济（包括投资保障）为重要，要加强信息222、管理，抓住PDCA循环，达到工期控制目标。1、工期目标和进度计划把工期总目标分解为年度、季度、月份进度目标，即编制年、季、月施工计划。编制计划时要考虑到施工图供应，物资供应，劳动力及其组织，资金到位情况，交通运输。建设环境等条件，工程安排上要考虑各工程间的时间，空间关系，在确保质量前提下，最大限度的安排平行交叉作业，并保持其施工的连续性。2、工期控制的动态管理工期控制简要的说就是制定计划，实施计划，通过信息管理获得执行情况并与计划比较，发现偏差分析原因，采取组织、技术、经济（合同）、调度（协调）等措施进行调整，如此往复循环，以保工期目标实现。或者说，针对项目建设过程，通过计划、组织、协调、检查223、和调度动员各方面力量、实现过程中各阶段目标，以此确保总工期目标的实现。第二节 施工阶段的质量控制一、控制阶段众所周知，设计过程中选取的方案、工程结构、所用材料设备以及采用的标准、工艺等构成影响工程质量的基本因素，施工过程中质量管理则是在设计基础上，通过参加施工人员按规定的内容和程序操作，达到设计要求（包括规范规定的要求）。因此建设单位应重视设计阶段的质量的各项控制，包括质量控制。二、施工质量控制（一）质量控制依据该矿井初步设计，施工图纸和施设以及行业规范、标准、工程承包合同中有关条款。（二）质量控制实行多方位、多层次同时运作。施工单位按照质量保证体系进行质量管理。工程监理单位按照监理组织规划和224、细则进行运行，质量监督站实行宏观质量监督，通过对工程质量抽检和检查工程原始记录、技术资料、验收竣工工程，并代表政府认证。（三）施工企业内的质量管理要从组织上，经济上、制度上及职责上保证，监理单位严格执行合同有关质量要求条款，监督单位保证足够的力度。只有建立了施工过程中的质保体系和经济责任制，并有效运行，有工序控制程序和跟踪（或旁站）控制，供应部门保证合格的原材料和设备，从而保证每道工序、每个环节都合格，最后保证了合格的工程，达到控制目标。（四）质量控制程序：质量控制可划分为预先控制，过程控制和竣工控制，即所说的事先、事中、事后控制。第三节 施工阶段的资金控制一、投资控制阶段矿井建设投资应力求保225、证总投资不突破概算的前提下，采取一切必要的手段节省投资。事实说明，项目建设阶段越靠前，节省投资的潜力越大，比如设计阶段可以通过优化设计方案，限额设计，编制较精确的预算，采用新技术、新工艺、新材料和推广先进经验等方法达到节省投资之目的。二、投资控制的途径投资控制不单纯体现在节省资金上，同时体现在工期，质量和安全等各项控制目标的实现上。他们之间存在着紧密的内在联系。因此，控制投资要从缩短建设工期、提高工程质量、保证施工安全各方面下功夫。第四节 施工阶段的安全管理矿井技改期间的安全控制工作同样要贯穿到全员、全过程、全方位。坚决贯彻“安全第一、预防为主”的安全方针，严格执行煤矿安全规程和操作规程，严格226、执行安全技术措施和作业操作规程。一、安全保证体系施工单位按要求确定安全控制目标，建立齐抓共管的安全管理机构，进行职能分工，制定管理制度，严格执行制度，特别是各级检查教育制度和安全分析制度。监理单位在审查施工方案（方法），检查巡视或旁站监理时，同时要检查安全措施和安全设施以及作业人员操作，发现安全隐患及时发出指令。建设单位要配合施工单位，帮助监督执行安全规程，达到安全控制目标。二、矿井建设安全控制阶段及其特点（一）施工准备期施工准备阶段工程不安全因素主要有大型物件吊安，井口开挖及三盘吊装的起吊、高空作业坠物、坠人，其次是大量搬运物资过程中安全操作，再次是土建工程的土石方、大临建筑施工过程不安全因227、素。（二）硐室及巷道施工阶段此阶段涉及的不安全因素较多，除第二阶段安全隐患可能存在外，矿井的五大自然灾害均已存在，为此，该阶段的安全检查更为重要，安全技术措施详见本施工组织设计第六章。（三）其他不安全因素土建施工中的脚手架质量问题，工程本身的质量问题（特别是结构物），深坑、边坡的支护问题，安装的高空作业、电气焊作业，炸药和雷管管理，油脂库管理等均有安全隐患存在，应严格执行制定的管理制度和操作规程，并严格检查和认真整改。其控制程序与质量控制相近，本“施设”不再累述。第八章 技术资源平衡第一节 劳动组织及劳动力平衡劳动组织和劳动力平衡计划是根据煤矿三类工程工程量和各类工程施工进度计划安排的。本设计228、三类工程所需劳动力仅考虑施工队伍在册人员（包括管理人员），不包括施工单位机关人员和建设单位管理人员，井下工人的在籍系数取1.30，井上工人取1.20，管理人员和服务人员按生产人员在籍人数的15%左右计列。一、井巷工程1、井筒掘进队人员配备基岩段采用三八制，一掘一砌作业方式，施工人员配备详见表8-1-1。表8-1-1 井筒掘进队人员配备表 序号工种、级别按工程施工阶段投入劳动力情况准备期井筒基岩段1掘进工12282出 矸10203砌壁工564机电维修工235维修工46泵 工137信号工168把钩工139翻矸工210砼搅拌工1211班 长1312机电大班4813木 工1214放炮工215测量验收1229、316绞车工31217压风充灯318汽车司机2619管理人员3620合计511332、煤巷掘进队的劳动组织及人员配备劳动组织形式: 采用 “三八”工作制度，分成三个综合班，用爆破或手镐落煤岩，人工架棚。其人员配备详见表8-1-2。表8-1-2 煤巷掘进队人员配备表序号工 种人 数1掘进工152放炮员33技术员34信号工35绞车司机36把钩工37跟班机电修理工68瓦斯检查工39组长310管理人员211合计443、矿建工程施工人员配备详见表8-1-3 矿建工程施工劳动力配备表。表8-1-3 矿建工程施工劳动力配备表 月份 名称 123456生产人员51133183176176管理及服务人员1010230、101010在籍人数62195196190191（一）根据该矿地面土建工程每月施工任务安排，按照国家有关规定，以1.7万元/人.年的平均劳动生产率，配备各月份所需劳动力，管理人员和服务人员按生产人员的15%考虑。工效本身已经考虑了生产工人的出勤率。详见土建工程施工人员安排表8-1-4：表8-1-4 土建工程施工人员配备表 月份 名称 123456生产人员909090904530管理及服务人员888888在籍人数991001011025844（二）安装人员按照2.0万元/人.年的平均劳动生产率，配备各月份所需劳动力，管理人员和服务人员按生产人员的15%考虑。工效本身已经考虑了生产工人的出勤率。详231、见安装工程施工人员安排表8-1-5。表8-1-5 安装工程施工人员配备表 月份 名称 123456生产人员204040606060管理及服务人员555555在籍人数264748697071三、三类工程劳动力配备详见表8-1-6“三类工程施工人员配备表”。表8-1-6 三类工程施工人员配备表 月份 名称 123456生产人员18734234535230990管理及服务人员232323232323在籍人数211367371379337119第九章 施工组织设计的技术分析及主要经济技术指标第一节 施工组织设计的技术分析一、矿井建设工期的合理性分析经过对施工方案的优化，合理安排各个工程的施工顺序，采取232、平行、交叉作业，增加掘进工作面的数量等措施，使矿井施工工期基本达到了最优化。本施工组织设计选定的井巷工程进度指标是比较切合实际的，但是，在整个建井期内，要通过科学的组织施工，加强施工进度计划管理，及时解决施工中出现的问题，参建各方共同努力，矿井才能按期投产。二、保证工程质量可靠性分析本设计在施工方法的选择及施工作业能力的配置上，除考虑了保证施工安全和加快施工速度的需要外，同时也为确保工程质量提供必备的条件，在组织管理方面提出了保证矿井建设工程质量的三大体系及有关措施。如果在矿井建设过程中，参建各单位都能认真执行这些措施，精心设计、精心施工、精心管理，本矿井的建设质量是可以达到保证的。三、劳动组233、织及劳动力可行性分析本设计在井巷、土建、机电安装三类工程的劳动组织形势方面，吸取了其他矿井建设的实践经验，并根据该矿井建设的具体情况，采用了井筒开拓队、大巷开拓队和煤巷掘进队三种组织形势，便于工种间及工序间的协调配合，以提高劳动效率。在劳动力配备上，既考虑了施工任务的不平衡性，又照顾了人员的相对稳定性，因此，本设计的劳动组织及劳动力安排是符合矿井建设的具体情况的，基本上是可行的。第二节 施工组织设计主要技术经济指标（一）矿井建设工程量1、井巷工程量：8421m其中：1）岩巷：4366m 2）煤巷：4055m2、安装工程量：95台（套），管线总长8000m，皮带220m。（二）矿井建设投资总投资234、：1765.73万元，其中：1、井巷工程：509.79万元；2、土建工程：250.32万元；3、设备购置：558.0万元；4、安装费用：211.91万元；5、其他：141.21万元。（三）主要工程进度指标1、进巷速度立井井筒：,70m/月岩巷：料石60m/月煤层平巷：240m/月煤层斜巷：120m/月木棚换工字钢：200m/月交岔点：0.7个/月硐室：400700m3/月2、关键线路连锁工程为：主井施工准备主井井筒立转平及改绞井底车场和交叉点进风联巷，与上仓皮带巷贯通施工煤仓设备安装联合试运转。（四）、矿井建设工期本次技改项目施工组织设计总建设工期38个月，按2011年5月22开工，预计2014年8月建成投产，与开工报告预计的工期相差11个月。