1、450kt/a煤矿巷道工程地面井下供配电、行政公共建筑施工方案编 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61、认真贯彻执行国家的各项建设方针，经济政策。67、做好人力、物力及财力的综合平衡，确保工程连续均衡施工。6一、编制依据7二、编制原则71、认真贯彻执行煤炭工业有关煤矿建设的方针和政策。74、根据目前现有施工队伍能力合理安排，实现总的进度计划。8第一章 概 述8第一节 井田自然概况8一、位置及交通8二、地形地貌8三、河流8四、气象及地震情况8第二节 矿井设计概论9一、形象设计9二、2、设计的主要技术经济指标10第三节 矿井建设技术条件10第四节 矿井生产及建成标准10一、矿井设计生产能力10第五节 建设前期准备11一、水源情况11二、供电11三、征购地情况11四、市场分析11第二章 矿建工程施工方案及安排11第一节 井巷工程安排分析12一、井筒用途、布置及装备13二、井壁结构15一、井底车场形式的选定15二、井底车场空重车线长度的确定、列车运行及调车方式15三、井底车场硐室名称及位置15四、井底车场主要巷道和硐室的支护方式及支护材料16第二节 矿建工程量及平均月进度181、集中胶带运输巷工程开拓概况：182、集中辅助运输巷工程开拓概况：193、总回风大巷工程开拓工程概况：13、94、管子道、主水泵房开拓工程概况：195、主副水仓开拓工程概况：206、主副斜井至回风立井联络巷工程开拓工程概况：237、巷道掘进进度指标23第三节 巷道施工23支护材料：241、锚杆采用202000mm高强度螺纹钢。244、锚杆安装工艺265、喷射混凝土27（3）喷射工作27（4）喷射质量28（5）支护材料用量282、立模：283、砌筑：284、铺底295、料石砌碹施工29第四节 主要施工辅助系统30一、通风系统30二、矿井风量、风压及等积孔计算31二、施工提升系统39三、压风系统40二、井下主变电所41三、井下配电系统42四、井下照明、接地42第三章 矿井地面建筑工程施工方案和工期安排44、3第一节总述43一、位置及交通43二、气象与地震地貌资料44三、建筑材料44第二节 工业建筑物及构筑物45一、设计原则45二、结构设计45第三节 行政、公共建筑45一、行政、生活福利建筑面积45二、浴室设备数量计算45三、矿灯房47第四节 主要质量与安全技术措施47第五节其它辅助设施设备安装48一、辅助厂房及仓库设备安装48二、行政福利设施系统设备安装48第四章 电 气48第一节 供电电源48第二节 电力负荷49第三节 送变电50一、矿井供电系统技术特征50二、送电线路技术特征50三、矿井地面变电所52四、短路电流计算52S55第四节地面供配电56一、地面配电系统56二、工业场地及建筑的防雷接5、地和照明57三、生产系统配电控制57四、水源地及爆破材料库等分散负荷的配电控制58第五节井下供配电58一、井下负荷及井筒电缆选择58二、井下主变电所60三、井下配电系统60四、井下照明、接地61第六节 监控及计算机管理62一、简述62二、安全生产监控系统选择原则62三、安全生产监控系统的功能62四、监控系统配置64五、矿井煤炭产量监控系统。66六、井下人员考勤定位监控系统66七、矿井计算机管理系统67第七节 通信系统67一、概述67二、地面通信系统67三、井下通信68第五章 施工技术安全措施、灾害预防69一、安全技术措施69五、加强通风69八、加强地测工作，防止井巷施工误入煤层而造成事故。706、二、爆破作业技术安全措施71三、井筒运输安全技术措施711、加强对运输系统的严格检查，对运输车辆要定期检查。71四、灾害预防715、采取综合防尘措施，定期清除巷道煤尘。727、大临工程按当地地震烈度进行抗震设计，并有避雷接地。72五、顶板管理721、严格执行敲帮问顶制度，每班必须有专人管理顶板。724、顶板处理好后及时用帽柱维护顶板，严禁在空顶下作业。72六、安装锚杆72七、过断层等特殊情况：73八、通风管理732、工作面风机无论施工期间或交接班均不得停风。735、风筒出风口距工作面距离不超过7m。73九、瓦斯管理74十、综合防尘745、每月定期冲洗巷道沉积煤尘不少于3次。74第六章 文明施工7、及环境保护措施755、严格遵守国家和地方的有关控制环境污染的法规。75第七章 冬雨季施工措施754、根据实际工程量提前组织腾机具、化学外加剂和保温材料进场。769、各种机械设备要搭设防雨蓬，防止雨水损坏机械。76前 言为了确保矿井建设安全、保质、保量如期完成矿井建设任务，现编制XX煤业施工组织设计，希望通过本组织设计的贯彻对矿井建设工程起到指导、促进作用。1、认真贯彻执行国家的各项建设方针，经济政策。2、突出以经济效益为中心，以施工方案优化为重点，强化时间观念，力争投资少、工期短、效益好。3、合理安排施工顺序，认真组织井巷、机电、土建、安装各工程的平行交叉作业和均衡施工，抓紧连锁工程和重点工程8、的施工。4、吸取国内外煤矿建设经验，推广国内外行之有效的新技术、新工艺、新材料和科学管理经验，选用成套的大型机械化施工设备，不断提高施工机械化程度，改善劳动条件，提高劳动生产率。5、紧紧抓住普通凿井施工法的特点，以治水为重点，确保施工的顺利进行。6、把组织工作置于重要位置，做好前期准备工作和施工过渡阶段工作。7、做好人力、物力及财力的综合平衡，确保工程连续均衡施工。8、节约施工用地，把环境保护和绿化工作放在重要位置，做到文明施工。9、根据当地的具体条件，因地制宜就地取材，选择好大宗材料供应基地，降低材料价格和工程成本。 编写依据及原则一、编制依据1、XX城市煤田地质勘探队2007年6月编制的X9、Xxx煤业有限公司资源整合地质报告。2、XX城市煤炭工业局XX市煤局规字【2007】819号文件关于XXxx煤业有限公司资源整合地质报告的批复。3、XX城市煤炭工业局XX市煤局规字【2008】1024号文件关于XXxx煤业有限公司资源整合矿井初步设计的批复。4、XX煤矿安全监察局XX城监察分局文件XX煤监局字【2008】149号文件关于XXxx煤业有限公司资源整合项目安全专篇的批复。6、矿方提供的矿井瓦斯、煤尘、煤的自燃性鉴定资料。7、该煤矿原设计的井上下有关图纸、说明等资料。8、国家现行有关煤炭工业的规程、规范和技术政策，现行相关产业技术政策和规定。煤矿安全规程、煤矿建设安全规程。 二、编制10、原则1、认真贯彻执行煤炭工业有关煤矿建设的方针和政策。2、在确保安全、质量和效益的前提下，合理安排矿井建设工期及各专业相互间的配套衔接，井下与地面、生产与生活系统的建设顺序，三类工程之间的转换与衔接，充分利用好空间与时间组织平行交叉作业。在具体施工安排中，要进行系统分析，统筹安排，抓关键，攻关键，抢贯通，使之尽快形成提升运输、通风、排水及供电等系统，形成综合生产能力，提高施工进度，缩短建井工期。3、按市场经济要求，以经济效益为中心，强化施工管理，实现工期、质量、造价三大控制目标，合理利用永久建筑设施，减少大临工程，降低工程造价。4、根据目前现有施工队伍能力合理安排，实现总的进度计划。第一章 概11、 述第一节 井田自然概况一、位置及交通XX煤炭运销集团xx煤业有限公司位于xx县城南7km的xx乡通义村附近,地理坐标为：东经11223181122544，北纬352207352316。井田西南部紧邻阳（城）济（源）公路，经该公路向北14km可达阳城县城，向南可至xx省济源市。矿区与周边村镇及工矿企业均有乡村公路相通，交通较为便利。（交通位置图详见图1-1-1）。二、地形地貌井田地处太行山脉南段，沁水盆地的南缘，地貌上属土石低山丘陵区，地形复杂，地表切割强烈。总的地势西北高东南低，最高点为井田西部芦沟西部山梁，海拔708.2m，最低点位于井田东南牛抵虎村北，海拔545.0m，最大相对高差16312、.2m。三、河流井田内及周边无大型水库和地表径流，大气降水和沿沟谷自然排泄。井田所在地属黄河流域沁河水系。四、气象及地震情况本区属暖温带大陆性气候，四季分明，冬季少雪，春季暖和多风，夏季多雨，秋季多晴朗天气。据有关气象资料，该区历年平均降水量为659.7mm，但变化较大，最大降雨量为852.2mm（1958年），最小为335.2mm（1965年）。雨量多集中于6、7、8月份，占全年降雨量的54%。蒸发量历年平均为1974.7mm，蒸发量大于降雨量，属温和干燥气候。年平均气温为11.7，一月份最冷，平均气温为-3.1，极端最冷为-19.9（1958年1月16日），七月份最热，平均为24.9，极端13、最高为40（1966年6月22日）。全年风向为西风，年平均风速2m/s，定时测得最大风速24m/s（1959年5月30日），大风较多，平均每年出现8级以上风达32天左右，最多在1968年，达57天。年平均初霜期在10月中旬，终霜期在4月上旬，全年无霜期平均为189天。历年11月中旬至下年3月底为降雪期，年平均降雪期138天左右，一次最大降雪深度为27cm，年平均积雪为107天左右。每年12月土石冻结，下年2月中旬解冻，冻土最深为41cm左右。根据中国地震动参数区划图GB183062001，该地区地震动峰值加速度和地震动反应谱周期分别为 0.05g和 0.45s。根据国家地震局 1：400万中国14、地震综合等震线图，本区地震裂度为VI度区。第二节 矿井设计概论 一、形象设计1、矿井采用斜井开拓，共布置主斜井、副斜井和回风立井三个井筒，主斜井 、副斜井均为新掘井筒，回风立井为新扩井筒，均一次落底15号煤层。2、 矿井采用中央并列式通风系统，通风方式为机械抽出式。3、 采用长壁综采一次采全高的采煤方法。4、 水平划分及标高：全井田15号煤层划分为一个水平，水平标高+590m。5、 大巷运输方式：主运输采用胶带巷输送机运输，矿井辅助运输巷采用无轨胶轮车运输。二、设计的主要技术经济指标1、矿井设计生产能力：450kt/a。2、井田开拓方式：斜井开拓。3、矿井及水平服务年限： 11.5a。4、矿井15、以一个生产采区、一个综采工作面、两个综掘工作面来保证矿井设计生产能力和正常生产接替。5、矿井移交生产时，井巷新增的工程量为煤巷0m，半煤岩巷7264m，岩巷536m，井巷合计7881m，硐室体积5196.6m3，掘进总体积76872.2m3。建设矿井万吨掘进率为177.5m。6、矿井工业场地5.20ha。7、工业建（构）筑物总面积为2428.04m2，新增工业建（构）筑物总体积为：14343.62m3。8、矿井职工在籍总人数498人，原煤全员效率4.25 t/工。9、矿井建设总资金18816.59万元，吨煤投资407.64元。10、矿井建井总工期22个月。 第三节 矿井建设技术条件 详见概述部16、分。第四节 矿井生产及建成标准一、矿井设计生产能力（一）矿井工作制度矿井设计年工作日330d，井下三八式作业，两班生产，一班准备；地面三班作业。每天净提升时间为16h。（二）矿井设计生产能力 矿井设计生产能力确定450kt/a。（三）矿井服务年限全矿井的服务年限为11.5a。第五节 建设前期准备一、水源情况井田第四系地层分布面积不大，是当地农业的主要来源，富水性一般，受季节的影响明显。矿井建井期间，打机井取奥陶水做为供水水源，建议生产期间净化处理15号煤层矿井涌水，可作为供水水源。二、供电我矿井一回电源引自西面xx110kV变电站的10kV线路，距离1.5km；另一回电源为北面的阳城发电厂的117、0kV线路，距离4 km。（xx发电厂装有6.3kV的4台3000Kw和2台6000kW发动机组，经升压变压器并联升压至10kW）上述变电站及发电厂主变容量均已考虑到该矿井全部负荷的供电需要并有10kV出线间隔。三、征购地情况重组整合后矿井利用土地置换等方式，并且经国土部门审批，能满足矿井各系统的生产要求。四、市场分析井田15号煤煤种为无烟煤（WY），经洗选脱后可用作为优质氮肥用煤。国际煤价因煤种而不同，炼焦煤价格将全年坚挺，无烟煤价格将会在较高价位上运行，动力煤价格仍有上涨空间。 第二章 矿建工程施工方案及安排 第一节 井巷工程安排分析 一、从矿井具体实际情况出发，并结合考虑矿井井型、服务年18、限、煤层赋存条件、井筒提升设备、井下开拓布置和回采面装备水平、回采面年推进度等因素，本次设计方案利用一期工程井田西北部新建场地作为矿井的工业场地，利用场地内新掘主斜井和副斜井两个井筒。其中：新掘主斜井井筒方位角182，倾角15，净宽4.2m，净断面积为13.22m2；主斜井装备胶带输送机，设行人台阶，担负矿井煤炭提升和上下人员任务，并作为进风井兼作安全出口；利用新掘副斜井井筒方位角182，倾角9，净宽4.00m，净断面积为12.28m2，采用无轨胶轮车运输，担负材料、大件等辅助提升任务；回风立井利用原阳城县尹庄乡南底村东坡磺矿主立井进行扩掘，设计风井掘至直径4.5m，净断面积为15.9m2，垂19、深55m，安装梯子间，担负全矿井的回风任务及安全出口；二期工程设计在集中辅助运输巷100米处设车场，在井底西侧布置中央水泵房和主、副水仓、管子道，在车场东侧布置候车硐室、两斜井落底后南北设三条下山，倾角3 4，分别作为集中辅助运输巷、集中胶带巷；三期工程设计在总回风巷落底处向南开拓集中回风巷，在井田中部东西布置三条水平采区大巷，分别作为辅助运输巷、皮带大巷和回风大巷；在集中辅助运输巷和辅助运输巷连接处南部设主变电所、采区水泵房、采区水仓和消防材料库等硐室。辅助运输巷、皮带大巷和回风大巷服务于首采区，即一采区，南北两翼开采；在集中辅助运输巷和辅助运输巷连接处正东815m处，南北布置三条采区大巷，20、分别作为采区辅助运输巷、采区皮带巷和采区回风巷；服务于井田东部资源，该处为接替采区，即二采区，东西单翼回采；因此根据大巷的布置形式，全井田划分为两个采区。矿井为中央并列式通风系统，由主斜井和副斜井进风，回风立井回风。详见开拓平、剖面图。一、井筒用途、布置及装备矿井采用斜井开拓，共布置主斜井、副斜井和回风立井三个井筒，主斜井和副斜井为新掘井筒，回风立井为扩掘井筒。主斜井位于矿井西北部的工业场地内，根据计算，选用一台DT型带式输送机，主要参数如下：胶带宽度：B=1000mm，胶带速度：v=2m/s，ST/S630型钢丝绳芯输送带，带强度为ST=630N/mm，电动机：YB2-250M-4，功率N=21、55kW，承担矿井原煤提升任务，人员经主斜井步行上下，并担负进风兼作矿井的安全出口。副斜井位于主斜井西部40m处，副斜井井筒斜长88m，井筒倾角9，设一台JTPB-1.6型单绳缠绕式提升机，滚筒直径1600mm，滚筒宽1200mm，最大静张力45kN。配用电机型号YB355S4-10，转速585r/min，功率110kW，电压等级660V。减速比20，最大速度2.45m/s，提升长度118m。担负全矿井材料、设备、矸石等辅助提升任务和最大件升降任务，进风兼作矿井的一个安全出口。回风立井位于主斜井东南245m，为扩掘井筒，井筒直径4.5m，井深50m，井筒装备设计选用风机FBCDZ-8-18B型22、矿用防爆对旋轴流式通风机两台和梯子间，风机配套电动机为YBFe315M-8型，275kW 。担负矿井全部回风任务，兼作安全出口。详见井筒特征表1-1-1。表1-5-1 井 筒 特 征 表井 筒 名 称主斜井副斜井回风立井井 口 座 标（1980西安坐标系）经距Y19627133.24819627093.24819627295.524纬距X3924097.3313924097.3313923915.329井口标高（m）+638.00+635.00+670.00井底标高（m）+624+620+620提升方位角（度）00井筒倾角（度）15990井筒垂深、斜长（m）608850井筒宽度（m）净4.5423、.04.5掘进5.5/4.85.0/4.35.5/4.8井筒断面（m2）净13.3511.0815.9掘进19.57/15.7616.81/13.2823.74/18.09井壁支护厚度（mm）500/150500/150500/150材料表土混凝土/基岩锚喷表土混凝土/基岩锚喷表土混凝土/基岩锚喷井 筒 装 备胶带输送机、行人台阶单轨和行人台阶梯子间备 注新掘新掘扩掘二、井壁结构我矿井主斜井、副斜井和回风立井支护形式表土段采用混凝土砌碹和基岩段采用锚喷，壁厚表土段500mm，基岩段150mm。各井筒基岩段支护形式采用锚喷支护，井筒壁厚为150mm，锚杆25 L=2200，间排距均为800mm824、00mm。 井底车场及硐室 一、井底车场形式的选定 在副斜井井底设平车场。平车场直线长为40m，设18m长的存车线，井底平车场仅承担矿井的辅助提升任务，由于矿井辅助提升量很小，可以满足矿井辅助提升要求。二、井底车场空重车线长度的确定、列车运行及调车方式矿井主运输采用带式输送机运输，设计辅助运输方式采用无极绳绞车牵引矿车或平板车运输，这种运输方式灵活，能够适应巷道起伏变化。材料和设备由副斜井下放到井底后，经无极绳绞车运往采掘工作面。采掘工作面调车方式采用调度绞车倒段调车。三、井底车场硐室名称及位置根据生产和安全需要，在副斜井15号煤井底西侧设有中央水泵房、中央水仓和管子道，在主斜井井底西侧设等候25、硐室；不设井底煤仓，在采区设下落式采区煤仓，在采区设主变电所、消防材料库、采区水泵房和采区主副水仓等硐室。1、中央水泵房中央水泵房布置在副斜井井底西侧，长度30m，锚喷支护，设有管子道，管子道连接副斜井。水泵房通过井上主变电所供电，管子道下口标高为+621m，管子道上口标高为+628m。2、井底水仓根据矿井井筒的布置形式及中央水泵房位置，设计将水仓布置在水泵房西侧。主、副水仓平行布置，锚喷支护，总长度100m，容积分别为250m3、150m3。8小时正常涌水量为323m3，水仓富裕系数为1.24倍。3、采区煤仓采区煤仓圆形立仓，下落式布置，直径为4.5m，锚喷支护，上口标高为590m，下口标高26、为565m，容量为350m3，上口连接皮带大巷，下口连接装载硐室、清煤斜巷。4、清理撒煤斜巷在采区煤仓西北侧掘一清理撒煤斜巷，连接到集中辅助运输巷，定期清底，人工装入矿车中，用小绞车提入集中辅助运输巷，可使用无极绳绞车牵引运到井上。5、主变电所主变电所布置在辅助运输大巷南侧，同采区水泵房联合布置，长度40m，锚喷支护，独立通风。6、采区水泵房采区水泵房同主变电所联合布置，长度20m，锚喷支护，独立通风。7、井底水仓根据采区排水泵房位置，设计将水仓布置在水泵房南侧（向斜轴部）。主、副水仓平行布置，总长度100m，锚喷支护，容积分别为250m3、150m3。4小时正常涌水量为162m3，水仓富裕系27、数为2.47倍。8、消防材料库消防材料库布置采区煤仓南部皮带大巷和辅助运输大巷之间，长度30m，锚喷支护。四、井底车场主要巷道和硐室的支护方式及支护材料井底车场巷道和硐室采用矩形断面，支护方式为锚喷支护，硐室支护方式为锚喷支护。详见井底车场及硐室工程量表1-5-2。表1-1-2 井底车场及井下主要硐室工程量表序号巷道及硐室名称煤岩倾角（）支护形式长度（m）断面积（m2）掘进体积（m3）备注净掘进巷道硐室小计1井底平车场半煤岩平锚喷40 1416.706686682中央水泵房半煤岩平锚喷3010.0012.503753753井底水仓岩斜锚喷1007.048.168168164采区煤仓岩90锚喷228、015.920.42408.4408.45装载硐室岩锚喷01001006清理撒煤斜巷岩20锚喷9767.92768.2768.27主变电所半煤岩平锚喷4010.0012.505005008采区水泵房半煤岩平锚喷2010.0012.502502509采区水仓岩斜锚喷10089.3693693610井下消防材料库半煤岩平锚喷3010.0012.50375375合计4825196.6表1-1-3 综掘掘进设备配备表序号设备名称型号功率（kW）单位数量1调度绞车JD-111.4台42小水泵WG805.5台23局部通风机FBDN0.6/211112台44探水钻KHYD754.0台25激光指向仪JFY-329、台26掘进机EBZ100E145台17掘进机EBZ135210台18刮板输送机SGB-620/40T40台29可伸缩带式输送机DSJ800/40/55型55部210气腿式凿岩机YT-24台211单体锚杆机MQT-90台812风镐G10台213混凝土搅拌机XBG-15003.0台214混凝土喷射机CP-75.5台2第二节 矿建工程量及平均月进度1、集中胶带运输巷工程开拓概况：我工程属XX煤业井田开拓中的三条主要巷道之一（集中胶带运输大巷，集中辅助运输大巷和总回风大巷）其布置在井田的西北部，属新开拓巷道。该巷道从主斜井44.6m处揭煤落底，沿用主斜井方位182度沿15#煤层顶板向前掘进，全长80330、.1m。巷道开拓断面为矩形状，掘进断面10.08m2,掘进高度2.4m宽度4.2m，净断面8.8 m2，巷道支护方式为锚网喷支护，砂浆标号不低于M10,喷射混凝土厚度100mm，混凝土标号不低于C20，巷道一侧设置水沟，水沟规格250350mm。2、集中辅助运输巷工程开拓概况：我工程属XX煤业井田开拓中的三条主要巷道之一（集中胶带运输大巷，集中辅助运输大巷和总回风大巷）其布置在井田的西北部，属新开拓巷道。该巷道从副斜井60.2m处揭煤落底，沿用副斜井方位182度沿15#煤层顶板向前掘进，全长760m。巷道开拓断面为矩形状，掘进断面14.57m2,掘进高度3.1 m宽度4.7m，支护净断面为1231、.60 m2，净高2.8m,净宽4.5m，巷道支护方式为锚网喷支护，砂浆标号不低于M10,喷射混凝土厚度100mm，混凝土标号不低于C20，巷道一侧设置水沟，水沟规格350350mm。3、总回风大巷工程开拓工程概况：该工程属XX煤业井田开拓中的三条主要巷道之一（集中胶带运输大巷，集中辅助运输大巷和总回风大巷）其布置在井田的西北部，属新开拓巷道。总回风大巷，经集中胶带运输巷与集中回风巷风门联络巷掘通后沿北偏东方位63，坡度2度上山掘进148米与总回风立井贯通行成通风系统。巷道掘进断面为11.22，形状为矩形状,掘进巷宽4.7m，高2.6m。净断面9.9，净宽4.5m,净高2.2m，巷道支护采用锚32、杆、锚索、钢筋网、喷浆联合支护。砂浆标号不低于M10,支护厚度100mm，混凝土标号不低于C20，设置水沟，水沟规格250*300mm4、管子道、主水泵房开拓工程概况：管子道为半圆拱形状，净断面5，掘进断面6.08；长65 m，永久支护形式为：管子道采用料石砌碹支护，支护厚度为250mm，管子道底析采用强度等级不低于C10的混凝土铺底，厚度100mm，管子道内铺设15kg/m道轨，及800mm宽混凝土管墩，管子道上部连接平台高于水泵房7m，并与副斜井连接处加设起吊梁。中央水泵房为矩形状，净断面10，掘进断面12.5，长20m,永久支护方式为：锚杆、锚索、喷浆联合支护，支护厚度为100mm,顶部33、采用锚索（18.56000mm）,间排距为15003200mm，顶部锚杆采用（202000mm）,高强度螺纹钢锚杆，间排距为10001200mm，帮部采用（202000mm）螺纹锚杆，间排距为10001200mm，喷射混凝土配比为：水泥：砂子：石子=1：2：2，混凝土标号不低于C20。根据XX煤矿初步设计，井下中央水泵房设置密闭门、栅栏；各类门、吸水井、壁龛及连接处采用混凝土砌碹支护方式，混凝土规格不低于C30，硐室地面采用强度等级不低于C10的混凝土铺底，厚度250mm，硐室地面向吸水井侧设有0.003的流水坡度，硐室吸水井顶部设起吊梁，吸水井井壁设爬梯，上口地面设盖板。中央水泵房通道从副斜34、井以里71m处向西(90夹角)掘进19m,该段为半圆拱，净断面6.46，掘进断面8.78，永久支护方式为：混凝土砌碹，支护厚度300mm,混凝土标号不低C20，基础深250mm。5、主副水仓开拓工程概况：主副水仓位于集中辅助巷西侧，主水仓开口位置距副斜井井筒148m处，方位272沿3坡度掘进16.43m，然后按倾角18下坡掘进16.833m落平，向前掘进12.736m改变方位沿2坡度向前掘进73m。副水仓开口位置位于主水仓开口位置以里8m处，开口方位335，沿倾角18下山掘进17.138m落平，然后改变方位按2的坡度向前掘进33m。主副水仓设计为半圆拱形状，净断面9.41m2掘进断面10.6135、m2，巷道净宽3.6m，墙高1.2m，半圆高1.8m,掘进宽度3.8m，全高3.2m;水仓通道断面为半圆拱形状，净断面7.13，掘进断面8.18,掘进宽度3.2m，掘进高度2.9m，巷道净宽3m，净高2.7m，永久支护形式为：锚喷支护，支护厚度为100mm，喷射混凝强度不低于C20，顶部锚杆采用202000mm高强度螺纹钢，帮部采用182400mm高强度圆钢，锚杆间排距10001200mm，巷道地面采用强度等级不低于C10的混凝土铺底，厚度100mm，水仓入口及水仓内铺设24kg/m道轨，轨距600mm，水仓铁篦子为20mm钢筋焊制作，水仓入口及仓体内坡度、标高依据设计图进行现测量。 配水井吸36、水井配水巷掘进工程量表 巷 道名 称工程量（m）个，煤岩类别巷道坡度支护形式断面（）掘进断面净断面主泵房21.7岩0锚喷+砼27.6822.32泵房通路25岩+2锚喷+砼9.997.56配水井9.0岩90砼9.922.28吸水井4.5岩90砼3.942.01配水巷10.2岩0砼3.072.17配水井、吸水井壁龛9.45岩0砼6.894.88合 计79.85配水井、吸水井、配水井和吸水井及壁龛均采用砼支护，配水井、吸水井支护厚度为300mm，配水井和吸水井及壁龛支护厚度为250mm，砼强度等级为C20。配水井、吸水井铺底厚度为100mm，砼强度等级为C20。配水井和吸水井壁龛内预埋配水闸阀起重梁37、4根，型号：14工字钢，长度2600mm；预埋闸阀操纵装置承托梁8根，型号：14a，长度2100mm；配水井、吸水井预埋闸阀承托梁8根，型号：14a，长度2100mm（6根），长度2527mm（2根）。 配水巷：配水巷设计支护形式为：浇筑砼支护，砼厚度200mm，砼强度等级为C20。配水巷铺底厚度为100mm，砼强度等级为C20。水泵及电机基础：排水泵房共设计水泵3台，水泵基础规格为：长宽深16009501570mm；电机基础规格为：长宽深205018001430mm，砼浇筑，砼强度等级为C20。每台水泵设4个预留孔，孔规格为：1201201000mm；每台电机设4个预留孔，孔规格为：150138、501000mm。净断面10，掘进断面11.34，永久支护方式为：锚杆、锚索、喷浆联合支护，支护厚度为100mm,顶部采用锚索（18.56000mm）,间排距为15003200mm，顶部锚杆采用（202000mm）,高强度螺纹钢锚杆，间排距为10001200mm，帮部采用（202000mm）螺纹锚杆间排距为10001200mm，喷射混凝土配比为水泥：砂子：石子=1：2：2，混凝土标号不低于C20。根据XX煤矿初步设计，井下中央水泵房设置密闭门、栅栏；各类门、吸水井、壁龛及连接处采用混凝土砌碹支护方式，混凝土规格不低于C30，硐室地面采用强度等级不低于C10的混凝土铺底，厚度250mm，硐室地面39、向吸水井侧设有0.003的流水坡度，硐室吸水井顶部设起吊梁，吸水井井壁设爬梯，上口地面设盖板。（详见中央水泵房平、剖、断面图）6、主副斜井至回风立井联络巷工程开拓工程概况：该工程属XX煤业井下一期开拓工程的主要回风通道，其布置在井田的西北部，属新开拓巷道。巷道掘进断面为11.22，形状为矩形状,掘进巷宽4.7m，高2.6 m。净断面9.9，净宽4.5m,净高2.2m，巷道支护采用锚杆、锚索、钢筋网、喷浆联合支护。砂浆标号不低于M10,支护厚度100mm，混凝土标号不低于C20。7、巷道掘进进度指标井巷平均成巷进度指标如下：岩巷：60m/月；半煤岩巷200m/月（综掘250m/月）；煤巷：30040、m/月（综掘350m/月）；硐室：岩300m3/月，煤500m3/月。 第三节 巷道施工设计的井下大巷均为矩形断面，锚喷支护。其中：井底车场：沿15号煤层顶板掘进，净宽5.0m，净高2.8m，锚喷支护，净断面积14.00m2，支护参数为：选用螺纹钢锚杆，规格为182000mm，三花布置，间排距为15001500mm，铺设6060mm间距矩形金属网，打锚索补强，排距为3000mm。集中胶带巷和皮带大巷：沿15号煤层顶板掘进，净宽4.0m，净高2.2m，锚喷支护，净断面积8.80m2，支护参数为：选用螺纹钢锚杆，规格为182000mm，三花布置，间排距为15001500mm，铺设6060mm间距矩41、形金属网，沿巷道中线打一根6m长锚索补强，间距3000mm。集中胶带巷坡度为34，皮带大巷23左右。集中辅助运输巷和辅助运输大巷：沿15号煤层顶板掘进，宽4.5m，高2.8m，锚喷支护，净断面积12.6m2，支护参数为：选用螺纹钢锚杆，规格为182000mm，三花布置，间排距为13001500mm，铺6060mm间距矩形金属网，沿巷道中线打一根6m长锚索补强，间距3000mm。集中辅助运输巷坡度为34，辅助运输大巷23左右，铺设30kg/m钢轨。总回风大巷、集中回风大巷和回风大巷：沿15号煤层顶板掘进，宽4.5m，高2.2m，锚喷支护，净断面积9.9m2，支护参数为：选用螺纹钢锚杆，规格为1842、2000mm，三花布置，间排距为13001500mm，铺6060mm间距矩形金属网，沿巷道中线打一根6m长锚索补强，间距3000mm。锚网喷联合支护支护材料：1、锚杆采用202000mm高强度螺纹钢。2、网采用直径6.5mm的钢筋网，网的规格为长宽=2000900mm，网格为长宽=100100mm，网要压茬连接，搭接长度不小于100mm，相邻两块网之间要用14#铁丝绑扎，绑扎点要均匀布置，间距0.2m。详见下图：锚杆材料型号间距/mm排距/mm设计锚固力/KN最小锚固长度/mm每排根数锚固剂型号及数量顶板锚杆高强度螺纹钢（25MnSi）20200080012001504305K2325Z23243、5各1支两帮锚杆高强度螺纹钢（25MnSi）1824008001200100114024Z23602支顶板锚索钢绞线17.8500024003008501K2325Z2360各1支备注靠近两帮的顶板锚杆向两帮倾斜20；靠近顶板和底板的帮锚杆向顶板和底板倾斜20；锚杆托盘选用150mm150mm7mm高强度托盘；锚索托盘选用250mm250mm15mm高强度托盘；锚网选用菱形金属网；喷射混凝土：C20，厚度100mm；预紧力要求：顶板锚杆50KN，帮锚杆30KN，顶板锚索100KN；钢筋托梁规格：16mm钢筋焊接，宽度80mm，沿顶板布置；锚固条件变差的区域，适当增加锚固长度；巷道交叉口处，适当44、加打锚杆或者锚索。3、喷射混凝土使用标号P.O42.5的水泥，砂为纯净的河砂，石子粒直径为1015mm，混凝土强度等级为C20，其重量配合比为水泥：砂：石子=1：2.2；速凝剂型号为J86型、掺入量一般为水泥重量的35%，喷拱取上限，喷淋水区时，可酌情加大速凝剂掺入量，速凝剂必须在喷浆机上料口均匀加入。 4、锚杆安装工艺 （1）打锚杆眼锚杆钻头使用30mm岩石钻头，打眼前，首先按照中、腰线严格检查巷道断面规格，不符合作业规程要求时必须先进行处理；打眼前要先敲帮问顶，仔细检查顶帮围岩情况，找掉活矸、危岩，确认安全后、方可开始工作。锚杆眼的位置要准确，眼位误差不得超过100mm，眼向误差不得大于245、。锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，打眼时应在钎子上做好标志，严格按锚杆长度打眼，锚杆眼打好后，应将眼内的岩渣、积水清理干净。打眼时，必须在顶板完好的情况下操作。打眼的顺序，应由外向里先顶后帮的顺序依次进行。（2）安装锚杆安装前，应将眼孔内的积水、岩粉用压风吹扫干净。吹眼时，操作人员应站在孔口一侧，眼孔方向不得有人，把1块树脂锚固剂送入眼底，把锚杆插入锚杆眼内，使锚杆顶住树脂锚固剂，外端头套上螺帽，用带有专用套筒的风动锚杆钻机卡住螺帽，开动锚杆钻机，使锚杆钻机带动杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂，对锚固剂进行搅拌，直至锚杆达到设计深度，再停留10 S，方可撤去锚杆钻机，12min之后，拧紧螺帽给锚杆施46、加一定预紧力，拧紧力矩不小于150NM。 5、喷射混凝土 （1）准备工作检查锚杆安装和钢筋网铺设是否符合设计要求，发现问题及时处理。清理喷射现场的矸石杂物，接好风、水管路，输料管路要平直不得有急弯，接头要严密，不得漏风，严禁将非抗静电的塑料管做输料管使用。检查喷浆机是否完好，并送电空载试运转，紧固好磨擦板，不得出现漏风现象。喷射前必须用高压风水冲洗岩面，在巷道拱顶和两帮挂线。喷射人员要佩戴齐全有效的劳保用品。（2）喷射混凝土的工艺要求喷射顺序为：先帮后顶，从墙基开始自下而上进行，喷枪头与受喷面应尽量保持垂直。喷枪头与受喷面的垂直距离以0.81.0m为宜。人工拌料时采用潮拌料，水泥、沙和石子应清47、底并翻拌三遍使其混合均匀。喷射时，喷浆机的供风压力在0.4MPa，水压应比风压高0.1MPa左右，加水量凭射手的经验加以控制，最合适的水灰比是0.40.5之间。喷射过程中应根据出料量的变化，及时调整给水量，保证水灰比准确，要使喷射的湿混凝土无干斑，无流淌，粘着力强，回弹料少。一次喷射混凝土厚度为5070mm，并要及时复喷，复喷间隔时间不得超过2个小时，否则应用高压水重新冲洗受喷面。（3）喷射工作喷射工作开始前，应首先在喷射地点铺上旧风筒布，以便收集回弹料，喷射工作结束后，喷层必须连续洒水养护28天以上，7天以内每班洒水1次，7天以后每天洒水1次，一次喷射完毕，应立即收集回弹物，并应将当班拌料用48、净。当班喷射工作结束后，必须卸开喷头，清理水环和喷浆机内外部所有灰浆或材料。开机时必须先给水，后开风，再开机，最后上料；停机时，要先停料，后停机，再关水，最后停风。喷射工作开始后，严禁将喷射枪头对准人员，喷射中突然发生堵塞故障时，喷射手应紧握喷头并将喷口朝下。喷射砼时，如发生堵管或突然停风、停电时，应立即关闭喷头水阀，防止水倒流入输料管中，且喷头朝下专人看管，防止突然喷射或管子跳动伤人，严禁将喷头对准人处理堵管，堵管时严禁带压检修。 喷浆机要定期检查维修，每次喷完以后要清理喷浆机，做到工完料净。（4）喷射质量喷射前必须清洗岩帮，清理浮矸，喷射均匀，无裂隙，无“穿裙，赤脚”。（5）支护材料用量顶49、锚索组件，每排1套。顶螺纹钢锚杆组件每排5套。帮圆钢锚杆组件每排6套。树脂药卷K2335每排11支、K2360每排11支。锚索托盘型号30030015mm钢板每排1块。顶金属网100100mm每排1片。帮金属网每排2片。钢筋梯梁每排一组。施工中备用材料不少于2天的用量，并在专用料场中挂牌管理，码放整齐。（二）砌碹支护1、临时支护采用临时棚架式戴帽点柱进行临时支护，永久支护为料石砌碹。2、立模：拱部料石支护采用18号工字钢整体拱架，墙拱部均为定型钢模板，拱部模板规格为1500100mm。3、砌筑：采用砂浆料石砌筑墙部，将墙部砌筑完毕好架设工字钢拱架碹胎，起拱砌料石，一层料石一层砂浆，砂浆灰缝要饱50、满，料石上下严禁出现重缝，干瞎缝数量不得超过规范要求。4、铺底在井筒表土段施工完毕集中进行铺底，主斜井表土段为素砼铺底100mm厚，副斜井表土段为素砼铺底200mm厚。铺底混凝土强度等级为C20。 5、料石砌碹施工施工工艺流程：砌顶勾缝架设碹胎料石砌筑基底找平立层数杆挂线基础抄平、放线配置砂浆1）配置砂浆材料：水泥为普硅PO42.5R；砂为中细河砂；水为地面供水，并经检验合格方可使用。料石采用优质石灰岩料石，根据墙厚选用。2） 施工要点(1)砂浆配合比应由试验室确定,采用质量比，砌筑的砂浆必须机械搅拌均匀，随拌随用。水泥砂浆和混合砂浆分别应在3h和4h内使用完毕。(2)水泥砂浆和水泥混合砂浆的51、搅拌时间不得少于2min，同时还应具有较好的保水性。(3)在每250m的砌体中，对砂浆应至少制作一组试块（每组六块）。如砂浆强度等级或配合比变更时，也应制作试块以便检查。(4)从低处向上砌起，并应由高处向低处搭砌，搭接长度不应小于基础扩大部分的高度。(5) 砌料石基础应内面拉准线。第一层按所放的基础边线砌筑，以上各层按准线砌筑。(6) 砌第一层料石时，应选用有较大平面的石块，先在基坑底铺设砂浆，再将料石砌上，并使料石的大面向下。(7) 砌每一层料石时，应分层卧砌，并应上下错缝，内外搭砌，不得采用先砌外面石块，后中间填心的砌筑方法，石块间较大的空隙应先填塞砂浆后用碎石嵌实，不得采用先摆碎石块后塞52、砂浆或干填碎石块的方法。(8) 灰缝厚度宜为2030，砂浆饱满度不应小于80%，石块间不得有相互接触现象。(9) 料石墙的每层料石内每隔2m左右设置一块拉结石。拉结石宽度：如基础宽度等于或小于400，拉结石宽度应与基础宽度相等；如基础宽度大于400，可用两块拉结石内外搭接，搭接长度不应小于150，且其中一块长度不应小于基础宽度的2/3。(10) 料石基础最上一层，宜选用较大的平料石砌筑。交接处和洞口处也应选用平料石砌筑。(11) 料石基础交接处应同时砌起，如不能同时砌起又必须留槎时，应留成斜槎，斜槎长度应不小于斜槎高度。斜槎面上料石不应找平，继续砌筑时应将斜槎面清理干净。(12) 每班砌完后,53、应在当班砌的砌体上铺一层灰浆，表面应粗糙。料石墙随砌随将墙后的空隙充填，充填采用砂浆，充填要密实。 第四节 主要施工辅助系统 一、通风系统（一）通风方式矿井采用机械抽出式通风方式。（二）通风系统矿井为中央并列式通风系统，由主斜井和副斜井进风，回风立井回风。（三）采、掘工作面及硐室通风回采工作面为全负压通风，矿井达到设计生产能力时，共配备两个掘进工作面（一综一炮），均采用独立通风，掘进工作面所需风量由局部通风机对其压入式供给。井下独立通风硐室有主变电所、采区水泵房及采区变电所。二、矿井风量、风压及等积孔计算（一）矿井风量根据国家煤矿安全监察局颁布的煤矿安全规程第103条，矿井需要的风量，应按下列54、要求分别计算，并选取其中最大值：1、按井下同时工作的最多人数计算Q矿进4NK矿通式中：4每人每分钟供风标准，m3/min；N井下同时工作的最多人数，70人；K矿通矿井通风系数，取1.3。则Q矿进4701.3364m3/min2、按采煤、掘进、硐室及其它用风地点实际需要风量的总和计算Q矿进（Q采Q掘Q硐Q其它）K矿通式中：Q采采煤工作面实际需要风量的总和，m3/s；Q掘掘进工作面实际需要风量的总和，m3/s；Q硐硐室实际需风量的总和，m3/s；Q其它矿井除了采煤、掘进和硐室地点外的其它井巷需要进行通风的风量总和，m3/s。K矿通矿井通风调整系数，取1.3；（1）采煤工作面实际需要风量计算按瓦斯涌55、出量计算Q采100q绝kc式中：Q采采煤工作面需要风量，m3/min；q绝采煤工作面绝对瓦斯涌出量m3/min，按照分源预测法对矿井达产后瓦斯涌出量进行预测。经估算：15煤层采煤工作面瓦斯涌出量为0.65m3/min；kc采煤工作面因瓦斯涌出不均匀的风量备用系数，取1.60；则采煤工作面所需要风量为：Q采=1000.651.60104m3/min按工作面温度选择适宜的风速进行计算：Q采60v采S采K采式中：v采采煤工作面风速，m/s；S采采煤工作面的平均断面积，m2；K采工作面长度系数，工作面长度120m，取1.0；则采煤工作面所需要风量为：Q采601.07.151.0=429 m3/min按56、工作人员数量计算：Q采25n采式中：4每人每分钟应供给的最低风量，m3/min；n采采煤工作面同时工作的最多人数。则采煤工作面所需要风量为：Q采420=80 m3/min按风速验算经计算比较，井下布置一个综采工作面时，回采工作面最大需风量为：Q采=429m3/min=7.15m3/s。根据煤矿安全规程（2009年版）第一百零一条规定，该矿井综合机械化采煤回采工作面风量应满足： 0.25SCQ采4SC式中：Sc=（最大控顶距+最小控顶距）/2采高有效断面系数 =（5.19+5.79）/21.860.7=7.15m2则1.79（m3/s）7.15（m3/s）28.6（m3/s）。备用工作面亦应满足57、瓦斯、二氧化碳、气温等规定计算的风量，且最少不得低于采煤工作面实际需要风量的50%。即 则：Q采= Q采+ Q备=7.15+3.575=10.725m3/s（2）掘进工作面实际需要风量计算按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算a、胶带运输顺槽综掘工作面需要风量计算Q胶带100q胶带K胶带式中：Q胶带综掘工作面实际需要风量，m3/min；q胶带胶带运输顺槽综掘工作面平均绝对瓦斯涌出量，m3/min。按照分源预测法对矿井达产后瓦斯涌出量进 行预测。经估算：15煤层掘进工作面瓦斯涌出量为0.09m3/min；K胶带综掘工作面因瓦斯涌出不均匀的风量备用系数，取1.6；则：胶带顺槽综掘面实际需要风量为：Q胶带1058、00.091.614.4m3/minb、回风顺槽炮掘工作面需要风量计算Q回风100q回风K回风式中：Q回风炮掘工作面实际需要风量，m3/min；q回风回风顺槽掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，m3/min。按照分源预测法对矿井达产后瓦斯涌出量进行预测。经估算：15煤层掘进工作面瓦斯涌出量为0.09m3/min；K回风炮掘工作面因瓦斯涌出不均匀的风量备用系数，取2.0；则：回风顺槽炮掘面实际需要风量为：Q回风1000.092.018.0m3/min井下共布置两个顺槽掘进工作面，则掘进工作面需风量总和为：Q掘= Q胶带+ Q回风=14.4+18.0=32.4m3/min 按局部通风机吸风量计算a、胶带59、顺槽综掘工作面（煤巷）需要风量计算式中：掘进面局部通风机的实际风量，该掘进面采用FBD0.6/211型局部通风机，取300m3/min；1每个掘进面同时运转的局部通风机台数，1台；S安设局部通风机所在巷道净断面，9.20m2。则胶带顺槽综掘面配风为： Q胶带运输=3001+159.20=448.5m3/minb、回风顺槽炮掘工作面（煤巷）需要风量计算式中：掘进面局部通风机的实际风量，该掘进面采用FBD0.6/211型局部通风机，取300m3/min；1每个掘进面同时运转的局部通风机台数，1台；S安设局部通风机所在巷道净断面，9.20m2。则轨道回风顺槽炮掘面配风为： Q胶带运输=3001+1560、9.20=448.5m3/min经计算比较，井下共布置两个顺槽掘进工作面时，掘进工作面需风量总和为：Q掘= Q胶带+ Q回风=448.5+448.5=897m3/min按工作人员数量计算Q掘=4nj式中：4每人每分钟供风标准，m3/min；nj掘进工作面同时工作的最多人数。a、每个顺槽综掘工作面同时工作最多人数为11人时；Q胶带运输=4nj=411= 44 m3/minQ轨道回风=4nj=411= 44 m3/min经计算比较，井下共布置两个顺槽综掘工作面时，掘进工作面需风量总和为：Q掘= Q胶带+ Q回风=44+44=88m3/min按炸药量计算所需风量 Q掘=25A=254=100 m3/61、min式中：25每kg炸药爆破后，需要供给的风量，m3/min；A工作面一次爆破的最大炸药用量，取4kg。按风速验算通过需风量大小比较井下布置两个掘进工作面需风量为：Q胶带=448.5 m3/min = 7.48 m3/s；Q回风=448.5 m3/min = 7.48m3/s；根据煤矿安全规程规定，掘进中的巷道最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s的要求进行验算。即掘进工作面风量应满足：0.25SjQ掘4Sj式中：Sj掘进工作面巷道过风断面，m2。a、胶带顺槽掘进工作面巷道过风断面取Sj=8.0m2。则：2.0（m3/s）7.48（m3/s）32.0（m3/s）。b、回风顺槽掘进工作面62、巷道过风断面取Sj=9.2m2。则：2.3（m3/s）7.48（m3/s）36.8（m3/s）。经过计算，井下布置三个掘进工作面需风量总和为：Q掘= Q胶带+ Q回风=7.48+7.48=14.96m3/s（3）硐室实际需要风量计算全矿井需独立通风的硐室是井下采区水泵房和采区变电所。根据经验数据：主变电所：Q主变电所=120 m3/min =2 m3/s；采区水泵房：Q采区水泵房=120 m3/min =2 m3/s；后期采区变电所：Q后期采区变电所=120 m3/min =2 m3/s；则Q硐= Q主变电所+ Q采区水泵房+ Q后期采区变电所=6 m3/s（4）其它巷道需要风量计算该矿为新建63、矿井，其他用风巷道所需风量难以计算，故根据采区巷道布置形式，矿井其它巷道用风量取采煤工作面、掘进面、独立通风硐室风量总和的5。即：Q其它= （Q采+Q掘+Q硐）5%=（10.725+14.96+6） 5% =1.584m3/s 3、矿井总需风量式中：采煤工作面实际需要风量和总和，m3/s；掘进工作面实际需要风量和总和，m3/s；硐室实际需要风量和总和，m3/s；矿井除了采、掘、硐室地点以外的其它巷道需要风量的总和，m3/s；K矿井通风系数，根据XX煤规发2006410号文件，取1.3。综合计算结果矿井总需风量为43.25m3/s，取45.0 m3/s。（二）矿井风量分配矿井总风量分配原则：（164、）分配到各用风地点（包括回采面、掘进面、硐室等）的风量，应不低于以上计算出的风量。（2）为维护巷道、防止坑木腐烂、金属锈蚀以及行人安全等，所有巷道都应分配一定的风量。（3）风量分配后，应保证井下各处瓦斯浓度、有害气体浓度、风速等满足煤矿安全规程的各项要求。表2-4-1 矿井风量分配表井下用风地点配风标准（m3/s）数目（个）合计（m3/s）备注回采工作面7.15110备用工作面3.57515炮掘掘进工作面7.4818综掘掘进工作面7.4818主变电所212采区水泵房212后期采区变电所212其它3845（三）矿井负压计算1、矿井通风负压采用下式计算：h=LPQ2/S3+h局式中：h矿井通风总阻65、力，mmH2O；井巷摩擦阻力系数，kgs/m4； L井巷长度，m； P井巷净断面周长，m； S井巷净断面面积，m2； Q通过井巷的风量，m3/s； h局局部阻力，h局=15%h，mmH2O。矿井通风容易时期和困难时期的最大负压各以最长风路逐段井巷的摩擦阻力加上矿井井巷局部阻力计算，矿井通风容易时期和困难时期最大负压分别为439.30Pa和1061.96Pa。矿井通风容易时期和通风困难时期负压计算详见附表。2、矿井等积孔计算矿井等积孔采用下式计算：A=1.19Q/h0.5式中：A等积孔，m2；Q风量，m3/s；h风压，Pa。矿井通风容易时期：A1（1.1945）/439.300.52.55（m266、）矿井通风困难时期：A2（1.1945）/1061.960.51.64（m2）因1A2 2A1，故在通风容易时期该矿井通风阻力等级为小阻力矿，矿井通风难易程度评价为容易；在通风困难时期该矿通风阻力等级为中阻力矿井，矿井通风难易程度评价为中等。（五）通风设施、防止漏风和降低风阻的措施1、矿井通风主要设施（1）主要进、回风巷道之间的联络巷中设置双道风门，以免风流短路。（2）沿煤层布置的进、回风巷道，在其立交处设置风桥。（3）在独立通风硐室的回风道中和进、回风巷道尽头的联络巷中，安设调节风门，以控制通风风量。（4）在主要风巷中，均建立测风站，以便正确测定风量。2、防止漏风和降低风阻的措施（1）回风立67、井风硐、风道等地面建筑需严实，经常检修，以防漏风。（2）各进、回风联络巷中的风门、风帘、调节风门、密闭及风桥等通风设施要经常维护，保持完好，经常检查风门的关闭情况。（3）尽量减小局部阻力，开掘巷道时积极采用光爆锚喷技术，主要进、回风巷道中不长期堆放物料和存放矿车。（4）适当加大了井巷净断面面积，优化了井巷支护形式，尽量减少了主要通风巷道的变化及弯道。二、施工提升系统矿井原煤年产量450kt/a，采用斜井开拓方式。主斜井斜长60m，倾角15，井筒布置带式输送机，人员经主斜井步行上下。承担矿井原煤提升任务。副斜井斜长88m，倾角9，装备单滚筒绞车，担负全矿井材料、设备等辅助提升任务和最大件升降任务68、。副斜井井筒斜长88m，井筒倾角9，设一台JTPB-1.6型单绳缠绕式提升机，滚筒直径1600mm，滚筒宽1200mm，最大静张力45kN。配用电机型号YB355S4-10，转速585r/min，功率110kW，电压等级660V。减速比20，最大速度2.45m/s，提升长度118m。担负全矿井材料、设备等辅助提升任务和最大件升降任务。人员经副斜井步行上下。三、压风系统为减少临时建筑大临工程量，本矿井施工组织设计确定了利用永久压风机房及设备作为部分临时施工用，根据实际情况，在工业广场主副斜井进口口周围建一座临时压风站，安装两台不小于40m3/min（备用一台20m3/min）的压风机供两个斜井及69、井下部分巷道施工用风，在风井场地及早施工永久压风机房，安装3台L42/T型压风机，并及时投运，供两个立井井下巷道施工用风。四、 井下供配电一、井下负荷及井筒电缆选择井下用电设备总台数：42台。井下用电设备工作台数：32台。井下用电设备总容量：2420KW。井下用电设备工作容量：2065.7KW。井下最大计算有功功率：1415.78KW。井下最大计算无功功率：1421.82KW。地面变电所到主变电所干线电缆校验：、按经济电流密度选择电缆截面，计算线路的最大正常工作电流： 经济电流密度选：J=2.25选用MYJV22-8.7/10 370型煤矿用铜芯交联聚乙烯绝缘粗钢丝铠装聚氯乙烯护套电力电缆能够70、满足经济性要求。、按长时间允许电流校验电缆截面：MYJV22-8.7/10 370型煤矿用铜芯交联聚乙烯绝缘粗钢丝铠装聚氯乙烯护套电力电缆在空气中敷设，温度20时载流量为250A，完全能够满足井下116.77A电力负荷。、按电压损失校验： 地面变电所到井下主变电所进线负荷矩计算M1PL=1415.7811.416MWkm进线电压损失计算 查10kV铠装电缆单位负荷距时的电压损失百分数，得350铠装电缆当cos=0.8时，u%=0.36%，则Uu%M10.361.4160.51经以上计算分析，MYJV22-8.7/10 370型煤矿用铜芯交联聚乙烯绝缘粗钢丝铠装聚氯乙烯护套电力电缆能够满足地面变71、电所到主变电所干线电压损失要求。下井电缆采用MYJV22-8.7/10 370型煤矿用铜芯交联聚乙烯绝缘粗钢丝铠装聚氯乙烯护套电力电缆1000m，经主斜井沿井筒壁由槽钢固定敷设下井，防止事故碰伤电缆。两回电源同时工作，互为备用，即当任一回电源停止供电时，另一回电源仍能保证井下全部设备正常运行。向井下供电的10kV高压馈电线路上不得装设自动重合闸装置。二、井下主变电所井下主变电所位于井下辅助运输大巷机电硐室，与井下采区水泵房联合布置。电压等级10/1.14/0.69kV，10kV、1.14KV、 0.69kV母线均采用单线分段接线方式，10kV配电装置选择PBG-200/10Y矿用隔爆型高压配电72、装置，1140KV、660V配电装置选择KBZ矿用隔爆型馈电开关，变压器选用2台KBSG-630/10，10/0.69kV，630kVA 型矿用隔爆干式变压器，负担井下运输、采区水泵房、等低压负荷及照明用电。三、井下配电系统井下主变电所以10kV向采区变电所供电，采区变电所选用4台矿用隔爆干式变压器，其中两台KBSG-100/10，10/0.69KV，100KVA型矿用隔爆干式变压器向掘进工作面局扇供电，另外一台KBSG-1000/10，10/0.69KV，1000KVA型矿用隔爆干式变压器向综采工作面低压，两个掘进工作面供电。以660V向井底低压负荷、井筒大巷及采掘工作面照明供电，综采工作面73、由KBSGZY-800/10，10/1.14，800KVA型矿用隔爆移变向采煤机等设备供电。井下动力用电设备电压为10kV、1140V、660V，照明电压为127V。本矿属低瓦斯矿井，掘进工作面内电气设备均设有风电、瓦斯电闭锁装置。掘进面局扇主电源采用三专供电（专用变压器、专用开关、专用线路），电源引自井下主变电所局扇专用变压器，备用电源引自井下主变电所660V不同母线段。采用装有选择性漏电保护的专用开关和专用线路供电，两个掘进工作面均设有备用局扇，局扇电控装置选用QBZ-4x80/660 ZH型矿用隔爆型局扇专用真空电磁起动器型，能够实现双风机、双电源自动切换，满足2009年7月1日起施行的74、煤矿安全规程第128条（四）中规定。井下电气设备均采用矿用隔爆型，660V电动机电控设备均采用QBZ型矿用隔爆真空磁力起动器。严禁井下配电变压器中性点直接接地。四、井下照明、接地1、照明井底车场及机电硐室、主、副井井筒、变电所、主排水泵房、运输大巷、运输顺槽等巷道、硐室设固定照明。照明变压器选用BZX-2.5型矿用隔爆照明变压器综合装置，照明电压127V，照明灯具选用MBH11-127/18 127V 18W型矿用隔爆型节能荧光灯。2、接地井下主排水泵房水仓中设主接地极，主接地极应在主、副水仓中各埋设一块。主接地极应用耐腐蚀的钢板制成，其面积不得小于0.752、厚度不得小于5。井下主变电所和各75、配电点及连接高压动力电缆的金属连接装置均设局部接地极。局部接地极可设置于巷道水沟内或其他就近潮湿处。设置在水沟中的局部接地极应用面积不小于0.62、厚度不小于3的钢板或具有同等有效面积的钢管制成，并应平放于水沟深处。设置在其他地点的局部接地极，可用直径不小于35、长度不小于1.5m的钢管制成，管上应至少钻20个直径不小于5的透孔，并垂直全部埋入底版；也可用直径不小于22、长度为1m的2根钢管制成，每根管上应钻10个直径不小于5的透孔，两根钢管相距不得小于5m，并联后垂直埋入底版，垂直埋深不得小于0.75m。井下所有局部接地极和各电气设备的保护接地装置均均通过电缆接地芯线及屏蔽层相互可靠联接，并76、同主接地极相连，形成井下总接地网。接地网上任一保护接地点所测的接地电阻值均不超过2欧姆；每一移动式和手持式电气设备至局部接地极之间的保护接地用的电缆芯线和接地连接导线的电阻值不超过1欧姆。井下主变电所低压总开关和分开关及各配电点的低压配电网络开关均设有漏电保护，由地面直接入井的金属管路等必须在井口处将金属体作不少于两处的可靠接地。第三章 矿井地面建筑工程施工方案和工期安排第一节总述一、位置及交通XX煤炭运销集团xx煤业有限公司位于阳城县城南7km的白桑乡通义村附近,地理坐标为：东经11223181122544，北纬352207352316。井田西南部紧邻阳（城）济（源）公路，经该公路向北14k77、m可达阳城县城，向南可至河南省济源市。矿区与周边村镇及工矿企业均有乡村公路相通，交通较为便利。二、气象与地震地貌资料本区属暖温带大陆性气候，四季分明，冬季少雪，春季暖和多风，夏季多雨，秋季多晴朗天气。据有关气象资料，该区历年平均降水量为659.7mm，但变化较大，最大降雨量为852.2mm（1958年），最小为335.2mm（1965年）。雨量多集中于6、7、8月份，占全年降雨量的54%。蒸发量历年平均为1974.7mm，蒸发量大于降雨量，属温和干燥气候。年平均气温为11.7，一月份最冷，平均气温为-3.1，极端最冷为-19.9（1958年1月16日），七月份最热，平均为24.9，极端最高为478、0（1966年6月22日）。全年风向为西风，年平均风速2m/s，定时测得最大风速24m/s（1959年5月30日），大风较多，平均每年出现8级以上风达32天左右，最多在1968年，达57天。年平均初霜期在10月中旬，终霜期在4月上旬，全年无霜期平均为189天。历年11月中旬至下年3月底为降雪期，年平均降雪期138天左右，一次最大降雪深度为27cm，年平均积雪为107天左右。每年12月土石冻结，下年2月中旬解冻，冻土最深为41cm左右。井田地处太行山脉南段，沁水盆地的南缘，地貌上属土石低山丘陵区，地形复杂，地表切割强烈。总的地势西北高东南低，最高点为井田西部芦沟西部山梁，海拔708.2m，最低点79、位于井田东南牛抵虎村北，海拔545.0m，最大相对高差163.2m。根据中国地震动参数区划图GB183062001，该地区地震动峰值加速度和地震动反应谱周期分别为 0.05g和 0.45s。根据国家地震局 1：400万中国地震综合等震线图，本区地震裂度为VI度区。三、建筑材料主要建筑材料钢材、木材、水泥等需外购，砖、石、砂及石灰等可由本地供应。基础垫层采用C15砼，现浇结构构件采用C20-C30砼，钢材采用HPB235（），HRB335（），型钢采用Q235。 第二节 工业建筑物及构筑物一、设计原则工业建筑设计首先要满足工艺要求，并考虑抗震要求，防火要求及采光、通风等因素。工业建（构）筑物力求80、建立统一的建筑风格，施工图设计中对立面设计外部装修等统筹安排。二、结构设计矿井各建（构）筑物的特征表详见表 3-2-1。工业建（构）筑物总面积为2428.04m2，均为新建建筑。工业建（构）筑物总体积为：14343.62m3。地面建筑物设计符合规范、规程、环保、消防的各项规定。第三节 行政、公共建筑一、行政、生活福利建筑面积该矿井的行政、公共建筑项目和规模大小的设计，执行煤炭工业矿井设计规范矿井工业场地、公共建筑面积指标等有关规定。矿井的原煤生产在籍人数448人，总在籍人数为498人，其中最大班原煤生产人员85人。建筑物及构筑物特征表详见12-3-1。工业场地行政、公共建筑面积为9910.5681、m2，均为新建建筑。工业场地行政、公共建筑体积为32704.85m3。二、浴室设备数量计算1、入浴人数总入浴人数按原煤生产最大班出勤人数的1.35倍计算，女职工入浴人数按总入浴人数的10计算。入浴总人数：851.35116人其中：女职工1161012人 男职工116-12=104人2、入浴方式男职工淋浴和池浴各占50，女职工全部按淋浴考虑。男职工淋浴池浴人数各为1045052人女职工淋浴人数12人3、浴池面积计算浴池面积按每职工0.2m2计算则浴池面积为0.2m25210.4m24、淋浴器数量计算男职工淋浴每5人一个，池浴每20人一个。52/552/2011314个女职工淋浴器每4人一个 1282、/43个5、洗脸盆计算按入浴人数每30人一个男职工洗脸盆104/304个女职工洗脸盆12/301个，按1个设置6、更衣柜计算井下工人每人2个；地面工人和管理人员，女职工占管理人员5，地面工人中10为女工。另留按设计衣柜数量增加30的备用位置。男女职工更衣柜为：（2363013）2（3013）11.3782个其中：女更衣柜为（250.05600.1）1.51.315个男更衣柜为78215767个三、矿灯房矿灯房的矿灯管理采用集中管理方式。储液室、存储室以及检修室的地面均采用耐酸、碱的磁砖。表3-3-1 浴室设备数量表序号项目名称单位计算数量采用数量备注1男浴池净面积m210.4112男淋浴器数个83、14143女淋浴器数个334男更衣柜个7677675女更衣柜个15156洗脸盆个5男4、女17蹲便器个2男1、女1第四节 主要质量与安全技术措施一、施工单位必须认真执行国家有关建筑施工质量与安全生产的方针政策、法规、标准，确实保证“质量第一，工程创优”，切实做到不安全不生产。二、施工单位应建立健全工程质量管理体系和质量保证体系，严格实施施工质量控制，杜绝发生质量通病，工程技术施工档案必须完整、齐全、合格与工程进度同步。三、建（构）筑物的测量放线，必须根据统一的控制网、高程水准点由专业测绘人员操作并交底。四、单位工程必须编制施工组织设计，设计中必须有施工工艺、质量控制等内容，必须有安全技术措施的84、内容。对爆破、焊接、吊装、拆除等工程以及特殊工序作业要编制单位工程技术安全措施方案。五、土建与设备安装等专业交叉施工，应严格按照施工程序组织，特别要采取措施做好设备的保护。六、施工单位员工必须经过安全基础知识培训，合格后方可上岗。九大管理人员及特殊工种人员必须持证上岗。七、施工单位必须执行安全文明工地标准，加强施工现场的安全防护及安全用电管理，保证施工机械设备完好。严禁违章指挥和违章操作。第五节其它辅助设施设备安装一、辅助厂房及仓库设备安装机修车间及坑木加工房、综采设备库，要求2012年7月1日开始安装，工期3个月，2012年9月底完工。二、行政福利设施系统设备安装本矿行政福利设施主要包括矿灯85、房、澡堂、食堂等，并配备相应的设备，要求2012年8月1日开工，工期4个月，2012年11月底完工。第四章 电 气第一节 供电电源该矿井一回电源引自西面尹庄110kV变电站的10kV线路，距离1.5km；另一回电源为北面的阳城发电厂的10kV线路，距离4 km。（阳城发电厂装有6.3kV的4台3000kW和2台6000kW发动机组，经升压变压器并联升压至10kV）上述变电站及发电厂主变容量均已考虑到该矿井全部负荷的供电需要并有10kV出线间隔。根据矿井用电负荷及附近电源情况并与当地供电部门协商后确定：该矿井采用10kV供电， 主电源引自尹庄110kV变电站，备用电源引自阳城发电厂，当任一回路发86、生故障停止供电时，另一回能够担负矿井全部负荷。矿井的两回路电源均为专线，线路上没有分接其他负荷，一回工作时另一回带电备用，能够满足2009年7月1日起施行的煤矿安全规程第441条规定。矿井供电电源地理位置接线示意图见图411。阳城发电厂 LGJ-150 10kV 4km LGJ-150 10kV 1.5km尹庄110kV变电站 工业场地10/0.4kV变电站图411第二节 电力负荷矿井用电设备总台数105台 矿井用电设备工作台数83台 矿井用电设备总容量3574.5 KW矿井用电设备工作容量2974.1KW矿井最大计算有功功率2025.13KW 矿井最大计算无功功率1994.93kvar10k87、V母线自然功率因数0.71无功功率补偿1200kVar补偿后10kV侧功率因数0.92补偿后10kV侧无功功率794.93kvar 全矿井年耗电量9832949kWh全矿井年吨煤电耗21.84kWh附表：矿井电力负荷统计表见附表11-2-1。矿井主变压器选择表见附表11-2-2。第三节 送变电一、矿井供电系统技术特征XXxx煤业有限责任公司，现采用双回路10 KV架空线路供电，一回电源引自尹庄110KV变电站10KV母线段，导线型号：LGJ-70，供电距离1.5km；另一回电源引自阳城发电厂10KV母线段，导线型号：LGJ-70，供电距离4km。 矿井电压等级：地面为10/0.38/0.22K88、V；井下为10/1.14/0.66/0.127KV。二、送电线路技术特征矿井地面变电所处标高为640m，常年风向西北风，地震烈度6度，年平均气温为11.7，最低为-19.9，最高为40。冻土深0.41m。空气中主要污染物为二氧化硫。矿井两回电源线路，地处气象条件为XX极气象区，设计选择钢芯铝绞线架空敷设，10kV架空线路杆塔选择混凝土单杆。根据本矿的最终用电负荷、经济电流密度、线路长度、允许电压损失等条件计算，并适当考虑矿井后期发展，两回10KV架空导线均采用钢芯铝绞线，混凝土单杆架设，尹庄侧线路长1.5km；阳城发电厂侧线路长4km。两回10KV架空线路终端杆上均装设避雷器，电源架空线路在矿89、井侧终端杆处转接为电缆线路作为矿井10KV变电所的进线。根据负荷统计结果：全矿负荷总功率P=1798.29KW，功率因数。1、按经济电流密度选择导线截面，计算线路的最大正常工作电流：经济电流密度选：J=0.9按照经济电流密度选择LGJ-150型钢芯铝绞线。2、导线校验按长时间允许电流校验导线截面：LGJ-150型钢芯铝绞线在室外敷设，温度40时载流量为445A，完全能满足127.09A电力负荷。按全线电压损失校验导线截面：1#进线负荷矩计算M1PL=2025.131.53.037MWkm1#进线电压损失计算查10kV架空线路单位负荷距时的电压损失百分数，得LGJ-150当cos=0.9时，u%90、=0.391%，则Uu%M10.3913.0371.195%，2#进线负荷矩M1PL=2025.1348.101MWkm则Uu%M10.3918.1013.175%故进线选用LGJ-150两回电源均可满足矿井正常生产用电的要求。三、矿井地面变电所在矿井工业场地附近新建一座10KV变电所，10KV、0.38KV母线均采用单母线分段接线方式，两回10KV电源分别引自尹庄110KV变电站和阳城发电厂10KV线路。10KV配电装置选用XGN2-12Z型铠装型移开式金属封闭开关设备，内设真空断路器，弹簧操作机构；10KV母线侧选用2套分组并联电容器装置对无功功率进行补偿，补偿总容量为 1000kvar。91、所内10/0.4KV电力变压器选用S9-1000/10 10/0.4KV干式变压器两台，均为室内安装。正常工作时两变压器分列运行，当一台变压器发生故障时另一台变压器能保证主斜井井口房、副斜井提升机房、通风机房、空压机房、地面生产系统、锅炉房、热风炉房等一、二极负荷用电，变压器负荷率为83.65%；低压配电装置选用GGD2型固定面板式低压开关柜。所内设有10KV配电室、电容器室、变压器室、380V配电室、控制室及值班室。变电所二次系统采用变电站综合自动化系统，实现对主要设备的控制、保护、测量、信号等功能。10KV配电装置采用直流操作，操作电源选用一套免维护铅酸蓄电池直流屏。该矿井10KV系统单相92、接地电容电流约为2A，应与供电部门核实两座电源变电站各自的10KV系统总单相接地电容电流是否满足小于20A要求，如不满足，矿方配合供电部门增大上述两变电站单相接地电容电流的补偿范围。变电所内10KV母线设避雷器防止雷电波侵入。所内电气设备均按规程要求接地。所内电气设备均按规程要求接地。四、短路电流计算1、短路电流计算取电力系统为无限大容量。基准容量Sb=100兆伏安。2、短路电流计算系统图见图4短路电流计算结果见表42。3、短路电流计算等值电路图见附图43尹庄110/10kV变电站 阳城发电厂10kV 10kVLGJ-150 1.5kmLGJ-150 4km 地面10kV d1MYJV22-893、.7/10 3x50 1kmMYJV22-8.7/10 3x50 1kmS9-1250/1010/0.4kV1250kVS9-1250/1010/0.4kV1250 kVA 地面0.4 kV d3 d2 井下10 kV 图4-3-1 10kV10kV 0.16+j1.48 0.16+j1.4810kV 10kVj5.6d1j5.60.2025+j0.04815 0.2025+j0.048150.4kVd3d510kVd2图4-3-3表42 短路电流计算结果表短路参数短路点R*X*Sd（MVA）Id（KA）ich（KA）Ich（KA）矿井变电所10kV母线d10.161.4858.133.22494、8.2214.868井下主变电所10kV母线d21.36251.52853.862.9617.5514.471地面变电所0.4kV母线d30.167.0814.1920.48437.69122.3283、主要电气设备选择XGN2-12Z型铠装型移开式金属封闭开关设备主要技术特征项 目单位技 术 特 征所在母线短路点计算值比较额定工作电压kV3 6 10d1点10 kV最高工作电压kV3.5 6.9 11.510.5 kV额定工作电流A630-2500最大工作电流A6301000100020002500额定开断电流kA2031.54020额定热稳定电流kA2031.54020额定动稳定电流kA595、08010050额定关合电流kA508010050热稳定时间S4母线系统及操作方式单母线、电磁式、弹簧储能式外形尺寸（宽高深）mm110026501200GGD型低压开关柜主要技术特征项 目单位技 术 特 征所在母线短路点计算值比较最高工作电压kV0.38 0.66 d3点0.4 kV进线、联络额定工作电流A630、800、1000、1250、16001600馈电回路额定工作电流A32、50、100、150、200、400、600600最大分断能力kA802580母线系统单母线外形尺寸（宽高深）mm10002200800根据供电设备主要技术特征和短路电流计算结果，地面10kV变电所10kV配电96、装置选择10kV配电装置选用XGN2-12Z型铠装型移开式金属封闭开关设备内设真空断路器，弹簧操作机构，根据短路计算结果并考虑到矿井后期发展，矿井10kV变电所10kV真空断路器的额定短路开断电流为25kA，10kV电流互感器（LZZBJ10-10 ）的一次额定电流大于等于50A，10kV馈出电缆（铜芯）的最小截面为25 mm2；井下主变电所10kV矿用隔爆型高压真空配电装置的额定短路开断电流12.5kA，其电流互感器的一次额定电流100A。4、继电保护10kV进线及母联设速断过流保护。10/0.4kV变压器设电流速断保护和过电流保护。10kV馈出线设带时限或不带时限的速断、过流保护、速断保护97、为主保护，过流保护为后备保护。10kV系统设小电流接地选择保护装置，10kV馈线上装设零序电流互感器，构成单相接地保护，单相接地保护动作于信号。电容器柜设过流速断和过电压保护，保护动作于跳闸第四节地面供配电一、地面配电系统矿井10kV变电所内的变压器为全矿井地面低 压负荷供电，其中变电所380V配电室以双回0.4kV电源向地面生产系统、主斜井井口房、通风机房、副斜井提升机房、灯房浴室等供电，以单回0.4kV电源向矿井机修间、综采设备库、井下水处理站、生活污水处理站以及附近380V低压负荷等供电。地面变电所为矿方现有。地面变电所内的变压器为两台800KVA。地面所有一、二级负荷均采用双回路供电。98、地面低压负荷均由地面主变电所供电，均采用电力电缆。供电电缆采用直埋或沿电缆沟敷设方式向各配电点供电。二、工业场地及建筑的防雷接地和照明在工业场地内凡高于15m之建（构）筑物均按三类建（构）筑物防雷设防；变电所内10kV母线设避雷器。为防止雷电波侵入，当电缆转换为架空线时，在转换处装设避雷器，避雷器和绝缘子铁脚、金具等连在一起接地，其冲击电阻不大于30欧姆。各电气设备之正常不带电的金属外壳、铠装电缆的金属外皮等均通过专用接地线按规程可靠接地。地面生产系统380V配电采用TN-C系统。为防止雷电波侵入井下，凡露天出（入）井的金属罐道、金属管路及电缆的金属外皮，均需在出（入）井口附近，将金属体作不少99、于两处的可靠接地。各电气设备之正常不带电的金属外壳、电缆的金属外皮等均通过专用接地线按规程可靠接地。各生产车间采用工厂灯照明，办公楼、单身宿舍等建筑采用节能型日光灯照明，矿井地面变电所、生产调度、通信站、通风机房、井口房、地面生产系统的控制室、锅炉房、矿井监控室、矿山救护值班室等重要场所重点位置应设置应急照明装置，公共场所要配备声光控制器，场区室外采用高压纳灯照明并装设光电控制器，照明电压380/220V。三、生产系统配电控制生产系统采用380V双电源供电。在人工拣矸间建一个地面生产系统380V配电点和集中控制室，0.38kV母线采用单母线分段接线方式，内设LZZ型组合式低压配电柜，PLC控制100、系统。该配电点为生产系统低压设备提供380V动力电源；在集中控制室设集中控制台，用于对生产系统的设备控制。该控制系统设有集中联锁与就地解锁两种控制方式转换，其中集中联锁控制方式用于正常生产，就地解锁用于检修方式。在集中联锁控制方式下生产系统按逆煤流起车，顺煤流停车原则工作，事故时现场与集控室均设有声光报警信号。系统信号采用预告禁起制与局部联系信号相结合方式。控制设备采用常规继电器控制。生产系统采用防水、防尘、隔爆电气设备。四、水源地及爆破材料库等分散负荷的配电控制本矿在生活区打一眼水井，供全矿井生活用水，电源由设在生活区的动力配电箱供给；爆炸材料库位置由当地公安部门确定，爆炸材料库设30m高独101、立避雷针2只，接地电阻不大于10。爆炸材料库内只设照明，电源引自矿井380/220V照明网，灯具选用防爆型，电线穿管敷设。第五节井下供配电一、井下负荷及井筒电缆选择井下用电设备总台数：42台。井下用电设备工作台数：32台。井下用电设备总容量：2420KW。井下用电设备工作容量：2065.7KW。井下最大计算有功功率：1415.78KW。井下最大计算无功功率：1421.82KW。地面变电所到主变电所干线电缆校验：、按经济电流密度选择电缆截面，计算线路的最大正常工作电流： 经济电流密度选：J=2.25选用MYJV22-8.7/10 370型煤矿用铜芯交联聚乙烯绝缘粗钢丝铠装聚氯乙烯护套电力电缆能够102、满足经济性要求。、按长时间允许电流校验电缆截面：MYJV22-8.7/10 370型煤矿用铜芯交联聚乙烯绝缘粗钢丝铠装聚氯乙烯护套电力电缆在空气中敷设，温度20时载流量为250A，完全能够满足井下116.77A电力负荷。、按电压损失校验： 地面变电所到井下主变电所进线负荷矩计算M1PL=1415.7811.416MWkm进线电压损失计算 查10kV铠装电缆单位负荷距时的电压损失百分数，得350铠装电缆当cos=0.8时，u%=0.36%，则Uu%M10.361.4160.51经以上计算分析，MYJV22-8.7/10 370型煤矿用铜芯交联聚乙烯绝缘粗钢丝铠装聚氯乙烯护套电力电缆能够满足地面变103、电所到主变电所干线电压损失要求。下井电缆采用MYJV22-8.7/10 370型煤矿用铜芯交联聚乙烯绝缘粗钢丝铠装聚氯乙烯护套电力电缆1000m，经主斜井沿井筒壁由槽钢固定敷设下井，防止事故碰伤电缆。两回电源同时工作，互为备用，即当任一回电源停止供电时，另一回电源仍能保证井下全部设备正常运行。向井下供电的10kV高压馈电线路上不得装设自动重合闸装置。二、井下主变电所井下主变电所位于井下辅助运输大巷机电硐室，与井下采区水泵房联合布置。电压等级10/1.14/0.69KV，10KV、1.14KV、 0.69KV母线均采用单线分段接线方式，10KV配电装置选择PBG-200/10Y矿用隔爆型高压配电104、装置，1140KV、660V配电装置选择KBZ矿用隔爆型馈电开关，变压器选用2台KBSG-630/10，10/0.69KV，630KVA 型矿用隔爆干式变压器，负担井下运输、采区水泵房、等低压负荷及照明用电。三、井下配电系统井下主变电所以10kV向采区变电所供电，采区变电所选用4台矿用隔爆干式变压器，其中两台KBSG-100/10，10/0.69KV，100KVA型矿用隔爆干式变压器向掘进工作面局扇供电，另外一台KBSG-1000/10，10/0.69KV，1000KVA型矿用隔爆干式变压器向综采工作面低压，两个掘进工作面供电。以660V向井底低压负荷、井筒大巷及采掘工作面照明供电，综采工作面105、由KBSGZY-800/10，10/1.14，800KVA型矿用隔爆移变向采煤机等设备供电。井下动力用电设备电压为10KV、1140V、660V，照明电压为127V。本矿属低瓦斯矿井，掘进工作面内电气设备均设有风电、瓦斯电闭锁装置。掘进面局扇主电源采用三专供电（专用变压器、专用开关、专用线路），电源引自井下主变电所局扇专用变压器，备用电源引自井下主变电所660V不同母线段。采用装有选择性漏电保护的专用开关和专用线路供电，两个掘进工作面均设有备用局扇，局扇电控装置选用QBZ-4x80/660 ZH型矿用隔爆型局扇专用真空电磁起动器型，能够实现双风机、双电源自动切换，满足2009年7月1日起施行的106、煤矿安全规程第128条（四）中规定。井下电气设备均采用矿用隔爆型，660V电动机电控设备均采用QBZ型矿用隔爆真空磁力起动器。严禁井下配电变压器中性点直接接地。四、井下照明、接地1、照明井底车场及机电硐室、主、副井井筒、变电所、主排水泵房、运输大巷、运输顺槽等巷道、硐室设固定照明。照明变压器选用BZX-2.5型矿用隔爆照明变压器综合装置，照明电压127V，照明灯具选用MBH11-127/18 127V 18W型矿用隔爆型节能荧光灯。2、接地井下主排水泵房水仓中设主接地极，主接地极应在主、副水仓中各埋设一块。主接地极应用耐腐蚀的钢板制成，其面积不得小于0.752、厚度不得小于5。井下主变电所和各107、配电点及连接高压动力电缆的金属连接装置均设局部接地极。局部接地极可设置于巷道水沟内或其他就近潮湿处。设置在水沟中的局部接地极应用面积不小于0.62、厚度不小于3的钢板或具有同等有效面积的钢管制成，并应平放于水沟深处。设置在其他地点的局部接地极，可用直径不小于35、长度不小于1.5m的钢管制成，管上应至少钻20个直径不小于5的透孔，并垂直全部埋入底版；也可用直径不小于22、长度为1m的2根钢管制成，每根管上应钻10个直径不小于5的透孔，两根钢管相距不得小于5m，并联后垂直埋入底版，垂直埋深不得小于0.75m。井下所有局部接地极和各电气设备的保护接地装置均均通过电缆接地芯线及屏蔽层相互可靠联接，并108、同主接地极相连，形成井下总接地网。接地网上任一保护接地点所测的接地电阻值均不超过2欧姆；每一移动式和手持式电气设备至局部接地极之间的保护接地用的电缆芯线和接地连接导线的电阻值不超过1欧姆。井下主变电所低压总开关和分开关及各配电点的低压配电网络开关均设有漏电保护，由地面直接入井的金属管路等必须在井口处将金属体作不少于两处的可靠接地。第六节 监控及计算机管理一、简述XX煤矿生产能力450 kt/a，开采15号煤层属低瓦斯矿井，煤尘无爆炸危险性，属不易自燃煤层。按照煤矿安全规程的规定，为确保煤矿安全、高效生产，设计采用一套矿井安全生产监控设备，对井下生产环境各类安全参数及矿井主要生产设备运行状态进行109、监测监控，实时采集数据、传输、处理、显示和记录，为有关人员及时准确全面了解掌握井下生产环境状况，达到对各类灾害的早期预测，并采取安全措施防止事故的发生。二、安全生产监控系统选择原则1、设计选型以井下安全生产环境参数监控为主，并对地面、井下主要生产设备运行状态进行监测。2、设计选择具有可靠性、先进性、扩展性、抗干扰性的设备，适应矿井延深、扩建、发展的可变性。3、结合XX煤矿实际，操作简便，经济适用。XX煤业为新建矿井，结合矿井其他各方面情况决定该矿监控系统选用KJ-90NA型。三、安全生产监控系统的功能1、对井下生产环境安全参数连续监测监控，其环境安全参数主要有：瓦斯、风速、煤仓煤位、水仓水位、110、主要风门开闭状态、通风机风硐负压等。在回采工作面上隅角设置瓦斯传感器1个，回风顺槽距采煤工作面不大于10m处设置瓦斯传感器1个；在回风顺槽距回风大巷约10m处设瓦斯传感器一个；采煤机上装设便携式甲烷检测报警仪1个。在掘进工作面不大于5m处设置瓦斯传感器1个，在距回风巷道10至15m处设置瓦斯传感器1个，在掘进工作面进风处设置局扇开停传感器、风筒开关传感器各1个。瓦斯传感器应布置在巷道的上方，并应不影响人、车通行，安装维护方便。瓦斯传感器应垂直悬挂，距顶板（顶梁）不得大于300mm，距巷道侧壁不得小于200mm。表4-6-1 主要瓦斯传感器设置地点统计表甲烷传感器设置地点报警浓度断电浓度复电浓度111、断电范围数 量采煤工作面上隅角1.0%CH41.5%CH41.5%CH4工作面及回风巷全部非本安电气设备1采煤工作面1.0%CH41.5%CH41.0%CH4工作面及回风巷全部非本安电气设备1采煤工作面回风巷1.0%CH41.0%CH41.0%CH4工作面及回风巷全部非本安电气设备1采煤机瓦斯报警仪1.0%CH41.5%CH41.0%CH4采煤机电源1煤巷、半煤岩巷和有瓦斯涌出岩巷的掘进工作面1.0%CH41.5%CH41.0%CH4掘进巷道内全部非本安电气设备1煤巷、半煤岩巷和有瓦斯涌出岩巷的掘进工作面回风流中1.0%CH41.0%CH41.0%CH4掘进巷道内全部非本安电气设备1回风巷及总112、回风巷0.7%CH41采区煤仓上1.5%CH41.5%CH41.5%CH4储煤仓运煤的各类运输设备12、对主要生产设备运行状态连续监测，如：胶带输送机、局部通风机、主排水泵、地面通风机、主斜井胶带输送机及副斜井提升绞车等。3、对供电状态连续监测，如对地面变电所、井下主变电所电压、电流及装置运行状态进行连续监测。4、主斜井胶带输送机装备矿井产量监测装置，实时监测矿井实际产量，并接入矿井安全生产监控系统中。5、井下作业人员考勤定位系统，可接入矿井安全生产监控系统中。四、监控系统配置1、安全生产监控地面中心站地面中心站设在矿办公楼内，站内设备配置：监控主机两台，互为备用，打印机一台、图形工作站两台、113、服务器一台、传输接口一台、不间断电源一台、雷击保护装置一台、系统软件一套。2、传输系统传输干线选择矿用屏蔽四芯阻燃通信电缆，数字传输通过分站接到各传感器上，井下系统干线由地面中心站经副斜井井筒敷设至井下各分站，地面及井下巷道中干线电缆选型MHYVR-141.5型，支线选用MHYVR-160.75型矿用阻燃通信电缆。3、分站，KJ90NB型，地面分站1台，设置在地面风机房1台；井下5台，布置在井下主变电所1台，胶带大巷胶带机机头1台，运输顺槽掘进工作面1台，回风顺槽掘进工作面1台，回采工作面1台。4、传感器（1）瓦斯传感器KGJ200A（G）型，布置在采掘工作面上隅角及回风巷、井下总回风巷中测风114、站及井底煤仓上口。（2）风速传感器KG5002A型，布置在井下总回风大巷中、测风站及通风机风硐中。（3）风门传感器KGE12型，布置在主要风门处。（4）水位传感器KGU7型，布置在主排水泵房主、副水仓中。（5）电压传感器KGD8型、电流传感器KGD8型，布置在地面变电所和井下主变电所。（6）烟雾传感器KGN2型，布置在井下胶带运输大巷、胶带顺槽胶带机头处。（7）一氧化碳传感器KGA3型，布置在采掘工作面回风巷中及胶带机机头处。（8）温度传感器KGW5型，布置在井下胶带机机头处，井下机电硐室内。（9）负压传感器KGY4型，布置在主通风机风硐内。（10）设备开停传感器，KGT9型，布置在采掘工作面115、配电点，大巷胶带输送机、主排水泵、主通风机、主斜井胶带输送机和副斜井提升绞车等。（11）在井下配电点被控设备开关的负荷侧设置KGT16型馈电开关状态传感器。地面、井下测控点共设传感器61个，备用20个，见表4 -6-1。表4-6-1 主要瓦斯传感器设置地点统计表甲烷传感器设置地点报警浓度断电浓度复电浓度断电范围数 量采煤工作面上隅角1.0%CH41.5%CH41.5%CH4工作面及回风巷全部非本安电气设备1采煤工作面1.0%CH41.5%CH41.0%CH4工作面及回风巷全部非本安电气设备1采煤工作面回风巷1.0%CH41.0%CH41.0%CH4工作面及回风巷全部非本安电气设备1采煤机瓦斯报116、警仪1.0%CH41.5%CH41.0%CH4采煤机电源1煤巷、半煤岩巷和有瓦斯涌出岩巷的掘进工作面1.0%CH41.5%CH41.0%CH4掘进巷道内全部非本安电气设备1煤巷、半煤岩巷和有瓦斯涌出岩巷的掘进工作面回风流中1.0%CH41.0%CH41.0%CH4掘进巷道内全部非本安电气设备1回风巷及总回风巷0.7%CH41矿井安全生产监控系统配置见矿井安全生产监控系统图。五、矿井煤炭产量监控系统。在主斜井井口房胶带输送机上配置设计选择ICS-17A型煤炭产量监控装置，由电子皮带称，由称重传感器、测速传感器、称重显示器及通信接口组成，具有显示、打印、通信功能。并纳入矿井安全生产监控系统，实时计117、量并传输矿井产量情况六、井下人员考勤定位监控系统为确保煤矿井下作业人员安全，自动检测下井时间、路径、作业地点等相关信息，设计采用KJ128型井下人员考勤定位监控系统。由地面监控室、传输系统、井下定位分站及无线信息采集设备组成。井下人员考勤定位系统地面监控室配置监控主机1台，服各器1台，数据传输接口1台，显示器1台，监控系统软件1套。地面至井下传输电缆采用四芯矿用阻燃通信电缆，井下主要巷道设置现场总线，在井口房、井底车场等候室，井下采掘工作面作业点设置井下定位分站。七、矿井计算机管理系统1、计算机管理系统功能在矿井建立计算机管理信息系统，实现矿井办公自动化：电子账务、电子商务、电子邮件、网络会议118、人力资源管理、档案管理、公文管理、信息数据库等。组建矿井局域网，资源共享，为矿领导提供相关的信息查询，便于矿领导预测、规划和决策。2、计算机管理系统构成在矿办公楼内设置计算机管理站，配置网络服务器2套，网络操作系统1套，系统软件1套，打印机1台，不间断电源1台。在矿领导和相关部门设置工作站10台。第七节 通信系统一、概述矿井设计生产能力450 kt/a，矿井通信系统包括行政通信和生产调度通信。矿井设通信交换机室，对矿井地面、井下各用户进行行政、调度统一通信。二、地面通信系统1、矿井通信采用HJK-120型矿用程控通信交换机80门，行政、调度合一。通信交换机设置在矿办公楼内。在矿办公楼、任务交119、待室、矿灯房、地面变电所、主提升胶带机房、副斜井井口房及绞车房、通风机房、地面生产系统、锅炉房等设置电话机，用户数量50个，通信电缆采用HYA0.4型市话通信电缆，敷设方式采用沿建筑物外墙挂设方式，偏远地点采用电杆架设方式。2、为实现地面巡检人员和井下移动人员及车辆的相互联络及与地面生产调度人员的联络，设计选用一套技术先进的矿井无线电移动通信系统，也称井下防爆小灵通。该系统由无线调度交换机、矿用防爆主站、基站、传输信道和手持移动电话机等组成，并通过专用接口接入生产调度通信系统。使用该系统的人员利用本系统可以随时随地用手机互相通话，用手机与调度人员进行话音联系，或者用手机拨打有线电话。井下与地面120、可以互相通话。本系统是提高矿井生产效率，保证矿井生产安全不可缺少的现代通信工具。 作为矿井调度交换机用户的延伸，可以满足检修人员和重要生产调度岗位移动通信的需求，兼顾部分地面移动通信的需求。紧急情况下，作为报警及抢险救灾的应急通信手段。系统提供有线/无线一体化通信平台和语音、数据等综合业务，集成话务、调度、短消息、定位等多种功能和增值业务，具有低辐射、部署快捷、升级扩容方便、终端应用成熟等特点，组网灵活，兼容性强。 在地面办公楼调度中心设综合接入和基站控制器设备，地面设基站一台；井下设三台矿用基站控制器，主要胶带及辅助运输巷道设矿用基站，矿井配置手持机100部。通过基站控制器设备与矿调度交换机121、相联，采用E1接口，中继信令为中国No.7信令；下井线路采用光纤传输；基站控制器与基站（CS）采用U口连接，传输线路为双绞线；手机（PS）和基站之间采用PHS技术的RCR STD-28标准进行空中接口通信。所有井下设备均为防爆型，光缆、电缆均采用矿用阻燃型。对地面生产管理、消防、救护、运销等专门调度人员及时快捷地通信联络。三、井下通信在井底车场硐室、主排水泵房配电点、井下主变电所、采区变电所、回采工作面、掘进工作面、大巷胶带机机头设置本安型调度电话机，通信电缆选用矿用阻燃型MHYA32-2020.8型两回沿主斜井井筒敷设至井底车场交接箱，再经分线合引至各用户，用户数量10个。井下主变电所与地面122、变电所之间，副斜井井口房与井底等候室之间、井底煤仓仓上仓、下之间设置直通电话。井下主变电所、地面变电所、地面通风机房与矿调度室之间设直通电话，矿井变电所至上一级变电所设专用的通信设施。矿井通信系统详见矿井通信系统图。第五章 施工技术安全措施、灾害预防 一、安全技术措施 一、严格杜绝或控制井下产生或使用明火，井下禁止吸烟和携带引火源，井下必须使用电焊、气焊、喷灯等明火作业时，必须制订切实可行的安全措施。二、使用符合矿井安全条件的完好的防爆的电气设备，设继电保护装置，电路敷设符合要求。三、严格执行放炮操作规程，使用合格的雷管和炸药。四、当掘进工作面遇到下列情况时，必须进行探水前进；1、接近溶洞、导123、水断层、导水裂隙、导水冒落或含水丰富的含水层时；2、接近被淹井巷时；3、掘进工作面发现有明显出水征兆时。五、加强通风1、正确合理地计算与分配风量使井下各采掘工作面，各巷道、各峒室均有足够的风量。2、加强局扇、风筒的维护管理，防止漏风，避免循环风，禁止使用扩散通风。3、风门及其他通风构筑物的结构和设置应合乎要求，并加强维护管理，防止大量漏风。4、临时停工地点不得停风，否则必须设置栅栏，切断电源，挂警示牌，禁止人员入内。六、加强瓦斯检查，经常检查矿井通风和沼气涌出情况，掌握沼气动态，以便发现问题及时处理。严格执行煤矿安全规程规定井下各处允许沼气浓度及超限时的处理措施。七、在开拓有煤与瓦斯突出的煤层124、时，首先应编制专门设计，对各项具体工程要有专门的安全措施。呈报上级批准后，方可进行施工。专门设计和安全措施要向所有施工的人员进行贯彻交底，施工中严格执行。若发现情况有变化，应及时修正措施，报上级批准后贯彻执行。八、加强地测工作，防止井巷施工误入煤层而造成事故。九、加强矿井救护及瓦斯检查工作，在突出危险严重的地区施工时，应有救护队员值班，并配备足够数量的隔离式自救器，要求一切人员均能正确使用。十、石门揭穿煤与瓦斯突出危险的煤层，应编制专门设计，报总工程师批准。十一、加强顶板管理，坚持一次成巷，工作面严禁空顶，空帮作业。二、安全管理措施1、各施工队伍进场前应对全体人员进行劳动纪律，规章制度教育，并125、进行安全技术交底安全教育。2、实行项目安全责任制，并制定安全分级负责制，使安全责任落实到人。制定检查制度，配备专（兼）职安全员负责安全检查并做好安全统计工作。3、安监科每月对该工程进行一次大检查，各施工单位项目部每旬对该工程进行一次安全自检。4、安全检查中发生安全隐患和违章作业、违章指挥必须立即制止，对施工中的重大安全隐患立即下达整改通知单限期整改。对检查不合格的按有关规定进行停工限期整改和经济罚款，情节严重或整改不力的要对有关负责人追究责任。5、严格执行煤矿安全规程和煤矿安全建设规定并具体实施。二、爆破作业技术安全措施1、钻眼前，必须将顶帮活矸危石处理干净，对茬岩底往外10m范围内的永久支护126、进行检查维护，严禁空顶作业。2、严格按爆破图表施工，每次打眼前，必须按中、腰线画出巷道轮廓，定好眼位。钻眼工必须实行四固定，即“定人、定位、定量、定钻”，严格按照爆破图表钻眼。，钻眼时要用激光器或中线找出眼位，掌握好眼角度，做到准、直、齐、坚持光爆，控制各眼装药量，按规定用黄泥或沙封孔。3、井下放炮必须由专职放炮员担任，施炮员必须经过专门培训，并持证上岗。4、施工现场配置的专用配电箱，必须有防雨防雪保护。使用各种（类）带电机具及设备，必须责任到人，并定期检查、检修维护，确保用电安全和机械设备的正常运行，并做好各项记录。三、井筒运输安全技术措施1、加强对运输系统的严格检查，对运输车辆要定期检查。127、2、斜井运输时，严禁蹬钩、爬车。运送物料时，开车前司机要检查装载情况，装载物料超重、超高、超宽或偏载严重有翻车危险时，严禁开车运输。四、灾害预防1、成立XX煤业公司、施工单位项目经理、监理为首的抗突发性灾害领导小组，统一指挥、统一协调。成立青年抗灾突击队，加强全体施工人员的抗灾知识培训及自救、互救、抗险演练，做到呼之即来、来则能战、战则能胜。2、加强防火，材料库、木厂等各车间及职工宿舍配备灭火器材。3、冬季施工在井周围采取防冻、防滑措施。4、掌握当地的水文资料，了解历史最高水位，编制雨季施工防洪措施，配备足够的防洪材料，如塑料纺织袋、铁锹、木桩、运输通讯工具、排水泵等。遇到洪水突发紧急动员抗洪128、救灾，重点防止井筒、变电所、等重要部位和设施被淹。5、采取综合防尘措施，定期清除巷道煤尘。6、井巷施工时，加强对水文地质资料的分析，做到有掘必探、有水必注、先探后掘。7、大临工程按当地地震烈度进行抗震设计，并有避雷接地。五、顶板管理1、严格执行敲帮问顶制度，每班必须有专人管理顶板。2、接班后，严格检查上一班锚杆质量， 发现问题立即处理，处理好后，方可开始正常施工。3、放炮后，处理顶板时操作人员一定要站在安全地点，退路畅通，必要时先打好护身柱，使用长柄工具，由外向里，从下到上，一人负责监护，一人处理顶帮。4、顶板处理好后及时用帽柱维护顶板，严禁在空顶下作业。六、安装锚杆1、安装锚杆前，要认真检查129、药卷质量，发现过期失效发硬的严禁使用。2、施工人员要经常检查巷道的工程质量，发现锚杆数量不够，角度小于5度，拉力不合格，扭力矩不合格等，必须在不合格锚杆旁200mm处重新补打锚杆。3、掘进若遇顶板破碎，局部掉落，金属网必须紧贴顶板布置，用立柱顶牢后打注锚杆，锚杆排距要缩小到600600mm。4、掘进中如发生冒顶，高度超过1.0米时，构顶前要有瓦检员检查冒顶处瓦斯浓度，当瓦斯浓度在1%以下时，施工人员方可构顶，超过1%时，由瓦检员负责排除瓦斯。5、发现巷道锚杆托盘变形，掉矸等冒顶预兆时，要立即撤出工作面所有人员，并立即向调度汇报，待查清原因，并制定出相应措施安全措施后，方可恢复施工。七、过断层等130、特殊情况：1、当工作面出现较大地质构造，如断层、陷落柱、褶曲等破碎带时，及时停止掘进，将永久支护紧跟迎头，并及时汇报业主，报批专项措施后方可恢复工作。2、当工作面出现顶板压力增大，有风声、蜂鸣声、雷鸣声、断裂声、煤岩帮掉渣、剥落、钻孔变形或钻杆夹孔、空气发冷等异常征兆时，必须立即停电撤人，汇报业主。3、过断层和遇围岩破碎等不良地质条件时采取适当加密锚杆间排距或增挂钢筋网等综合支护措施。同时掘进1m打一排锚杆、挂一排网、支护1m,采用短掘短支方式施工。 八、通风管理1、掘进工作面局扇要设“三专两闭锁”，及双回路供电。（专用变压器、专用线路、专用开关，风电闭锁、瓦斯电闭锁）。2、工作面风机无论施工131、期间或交接班均不得停风。3、施工人员不得私自停开风机，任何人不得损坏通风设施，严禁绑扎风筒。4、局扇送电通风前，必须检查局扇及其开关附近20米以内巷道风流中的瓦斯浓度，不超过0.5%，方可送电通风。5、风筒出风口距工作面距离不超过7m。6、送电后如炮不响，切断电源15分钟后，检查不响的原因，待查清处理后，仍按放炮制度执行二次放炮。7、局扇不得随意开停，若遇突然停风，及时停止工作，锁好动力开关，将人员全部撤到有新鲜风流安全地点，并检查停风原因，及时处理故障，只有恢复正常通风后，排除工作面瓦斯，经瓦检工检查同意后，方可送电恢复工作。8、风筒吊挂平直，做到逢环必挂，不得有死弯，破口及时粘补，风筒连接132、采用反边接法。九、瓦斯管理1、在接近煤层和有瓦斯赋存危险的岩层时，采取探放瓦斯的措施，根据监测、试验情况确定相应对策。加强“一通三防”管理，各班配备专职瓦斯检查员,保证作业面有充足的新鲜空气。2、建立测风制度，瓦检工每班至少检查三次井筒及工作面风流及瓦斯情况。3、掘进工作面回风流中瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止工作，撤出人员至安全地点。4、喷浆机及其开关地点附近20米内风流中瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止运转，撤出人员，切断电源进行处理。十、综合防尘1、供水管路沿线每隔50m设一个三通，并安设阀门，带好把梢，距正前50m、100m处各设一道水幕。2、巷道打眼时，必须采用湿式打眼。3、放炮使133、用水炮泥，放炮时要及时喷雾洒水。4、喷砼作业中，应打开水幕洒水降尘，工作人员必须佩戴防尘口罩。5、每月定期冲洗巷道沉积煤尘不少于3次。第六章 文明施工及环境保护措施1、施工现场必须按要求设置大门及 “五牌一图”应规范整齐、内容齐全。2、工地道路应确保畅通，现场设有排水设备，场内无积水，要有污水、废水处理措施。3、工作作业区与生活区要明显划分，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。4、现场应设有保健人员，做好卫生防病的宣传教育，并制定急救措施。5、严格遵守国家和地方的有关控制环境污染的法规。6、制定防粉尘、防噪音措施，现场不得随意焚烧有毒、有害物质，并建立施工不134、扰民措施。7、施工排放到污水、废水，要经过处理，达标排放。施工和生活中的废弃物，要排放到规定地点，必要时应时行掩埋，防止扩散，造成环境污染。8、施工机械的废油料，必须集中存放，并做好废油的利用工作，禁止随意乱倒污染环境。9、施工若要取土，必须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。第七章 冬雨季施工措施 1、进入冬季施工的工程项目，在进入冬季前应组织专人编制冬季施工方案。2、安排专人进行气温检测并作记录。与当地气象台保持联系，及时接收天气预报，防止寒流突击然袭击。3、做好工地供水管道等的保温防冻工作，对加热用的锅炉进行火试压，对各种加热材料，设备要检查其安全135、可靠性。4、根据实际工程量提前组织腾机具、化学外加剂和保温材料进场。5、做好冬期施工砼、砂浆及掺外加剂试配试验工作，提出施工配合比。6、提前备足砂、石子，使冬季施工的砂、石子保证充分干燥，不形成冻块；搅拌站搭设保暖棚，采取措施保证室内温度达到18C；拌制砼时、砂、石、水泥和水均应保持正温，骨料控制在40以内，且骨料中不得带有冰雪和冻团。采用6080热水搅拌混凝土，掺加MRT25防冻早强剂，确保浇注混凝土和喷射混凝土的质量和施工速度。7、冬季施工，要采取防滑措施。大雪后必须将井口积雪清扫干净。现场火源，要加管理，并有防爆炸、防煤气中毒措施。8、矿区雨季为69月份，进入施工现场必须做好防排水工作。砌筑挡水、排水设施，使井口标高高于自然地坪和最高洪水位0.3m以上。做好排水明沟，有组织导流排水。场区道路和堆料场要采取硬化措施，做到雨季不陷、不滑、不存水。9、各种机械设备要搭设防雨蓬，防止雨水损坏机械。