1、矿井采区矿建工程支护、排水、通风、供电施工组织设计方案编 制： 审 核： 批 准： 版 本 号: ESZAQDGF001 编制单位： 编 制: 审 核： 批 准： 二XX年X月目录前 言4一 编制依据5二、我单位在以往类似工程的施工经验及机械设备配套情况。5四、依据的施工安全管理规范、规程及规定：5二 编制原则5一、符合国家相关法律、法规、有关规程、规范及设计图纸5二、遵守合同，确保优质、高效、安全的完成本合同工程5第一章 工程概况7一、矿井概况71、交通、地理位置72、气象73、地震情况74、工程地质概况75、 建筑材料86、现有水源、电源情况87、地质特征88、瓦斯、煤尘、煤的自燃、地温92、二、主要工程量10第二章 施工准备122.1 开工前的施工准备122.1.1 四通一平122.1.2 大临（措施）工程132.1.3 主要材料、机械设备进场计划142.2 施工期间的准备工作152.2.1 各施工阶段的准备工作152.2.2 施工过程中的准备工作15第三章 施工辅助系统设计163.1 掘进机械设备163.2 装岩机械设备163.3 支护机械设备163.4 提升系统设计16(1)、二采区三条斜井提升系统16(2)、二采区三条上山提升系统18(3)提升能力18斜巷掘进提升能力计算表183.5 压风、供水系统设计183.6 排水系统193.7 井上下运输与排矸193.8 通风系统设计3、20(1)三条斜井施工期的通风方案20I、工作面所需风量Q的确定20(7)主要通风措施223.9 供电系统设计23供电系统图（斜井井筒期）243.10 量测仪器仪表24第四章 施工技术方案(方法)264.1 施工总体安排与重点26、根据该工程的具体情况，拟按如下顺序施工：264.2 关键线路与施工队伍安排264.3 新技术、新工艺、新装备、新材料的应用27、永久轨道与部分永久管路紧跟掘进工作面。27、使用双电源、双风机供风。274.4 各主要巷道施工方案与方法27斜井、上山施工装备表3.128第五章 劳动组织形式和保证措施345.1 劳动力组织345.2 劳动力保证措施35定期组织开展技术比武4、，不断提高员工的操作技术水平。35第六章 施工安全技术措施366.1 斜井、上山施工(以轨道斜井基岩段为例)366.1.1 光面爆破掘进技术措施366.1.2 装岩386.1.3 支护工艺386.1.4 作业循环图表及进度40轨道斜井基岩段掘喷正规循环作业图6.3406.2 主要岩平巷施工(以轨道石门为例)416.2.1 光面爆破掘进416.2.2 装岩436.3 煤平巷施工(以运输顺槽为例)43、抽放瓦斯44、落煤44、支护44、循环作业方式的确定45、施工要点456.4 质量检测能力与手段、质量保证措施456.4.2 质量检测能力与手段466.4.3 工程质量保证措施476.5 文明施工保5、证措施49(2)建设文明工地，是我公司从事矿山建设工作的优良传统。50(10)加强机电设备管理，做到“风、水、电、气、油”五不漏。50(12)坚持“消防结合，以防为主”的消防方针。加强火源管理，配506.6 施工期间的环境保护措施50第七章 预防灾害组织与处理措施527.1 施工期间的瓦斯危害防治527.1.1 总则527.1.2 组织机构设置及人员配备537.1.3 揭煤防治煤与瓦斯突出措施537.1.4 煤层掘进工作面防治突出措施557.1.5 长距离煤层巷道掘进施工防治瓦斯技术安全措施647.2 施工期间煤尘灾害的防治667.3 施工期间火灾防治66(5)加强瓦斯、煤尘防治，防止瓦斯、煤6、尘燃烧。667.4 施工期间水灾防治66(2)防治水应坚持“有疑必探，先探后掘”的原则。667.5 防治顶板事故及冲击地压677.6 防止机电、提升等重大事故67提升、运输系统信号灵敏、可靠。687.7安全管理组织机构、制度措施68(8)及时编报五大灾害预防和处理计划，并落实到位。69附安全生产保证体系图697.8 安全装备、设施配备69安全装备、设施配备表697.9 压风自救系统的建立697.10瓦斯监测监控系统707.11 隔离式自救器70第八章 施工进度计划及工期保证措施718.3 保证工期措施71(1)、保证施工工期的组织保证体系：保证体系详见图8.3。71第九章 项目管理机构设置737、第十章 施工组织设计附图表74（4）施工总体平面布置图77XX矿井二采区矿建工程施工组织设计前 言一 编制依据一、XXXX煤业发展有限公司与XXXX设计院提供的二采区移交生产时巷道布置及机械设备配备平面图(编号:S1017-163.2-1)；二采区移交生产时巷道布置及机械设备配备-剖面图; XXXX煤业发展有限公司招标文件(编号:GBT2006-2016)；二、我单位在以往类似工程的施工经验及机械设备配套情况。三、施工及验收规范、规程及标准：1.煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法；2防治煤与瓦斯突出细则；3矿山井巷工程施工及验收规范（GBJ213-90）；4混凝土结构工程施工及验收规范（GB8、50204-2002）；5锚杆喷射混凝土支护技术规范（GB50086-2002）；6工程测量规范（GB50026-93）；7土方与爆破工程施工及验收规范（GBJ201-83）；8钢筋焊接及及验收规程（JGJ18-84）；9煤矿井巷工程质量检验评定标准（MT5009-94）。四、依据的施工安全管理规范、规程及规定：1建筑机械使用安全技术规程（JGJ33-86）；2施工现场临时用电安全技术规范（JGJ46-88）；3煤矿安全规程。二 编制原则一、符合国家相关法律、法规、有关规程、规范及设计图纸认真熟悉国家有关法律、法规、有关规程、规范及建设单位施工设计图、地质资料，编制符合规定的施工组织设计，做到9、结合实际、切实可行、科学合理。二、遵守合同，确保优质、高效、安全的完成本合同工程1.在仔细进行工程实地研究，认真阅读、领会设计图纸的基础上，充分分析本项目工程特点、难点及重点，根据我单位多年来类似工程施工积累的经验，作好组织方案、施工方案及方法，既要保证各工序紧密衔接，又要保证连续均衡施工。2.确保ISO9001：2000质量认证体系标准在本项目持续有效运行。建立健全质量保证体系，强化安全、质量保证措施，确保本工程施工高质、高效运行。3.确保机械设备配置机械化及现代化，为保证工程进度、质量，提供强有力的设备保证。4.确保安全施工，安全保证措施以预防为主，立足全面性、可靠性及可操作性、建立健全安10、全管理体系、安全岗位责任制。第一章 工程概况一、矿井概况1、交通、地理位置XX矿井位于XX省XX市XX北部的土城向斜北翼中段，分属XX乡、XX管辖，地理坐标为东经，北纬。水柏铁路由北向南从井田西部穿过，并设XX站；XX国道及XX公路（XX）分别从井田东部和西部通过。从矿井工业场地西经XX铁厂XX接XX公路（XX）至XX146.0km。拟建的XX二级公路从矿井工业广场侧经过，至XX376km，至XX381km，该公路计划2007年底开通。2、气象本区气候温和、雨量充沛，属亚热带高原季风气候。据XX特区气象站资料，年最高气温为六、七、八月份，最低为十二、一、二月份；年平均气温14.2C，冬季（一月11、）最低气温7.9C，夏季（七月）最高气温37C，历年平均日照1598.8h，日照率为36%。年最大降雨量在六、七、八月份，最小在十一、十二、一、二月份。风速平均1.5m/s，以东北风和西南风为主。年平均冻结期36天。必须指出，XX特区气象站标高为+1527.1m，低于XX矿井工业场地标高（+1690.0m），而本地的气候条件随高程的增加和地形不同有明显的变化。3、地震情况本区地震基本烈度为六度。4、工程地质概况本区地形具山地地貌，地层呈单斜构造。地表二叠系煤系地层，三叠系地层至第四系冲积层均有出露，因此，工程地质条件各不相同，其表现为：A岩溶发育问题。区内地貌属构造剥蚀、侵蚀山地岩溶高山地貌，12、岩溶凹地漏斗、溶洞均有发育。B 淤泥软土问题。在沟谷地带、山脚洼地，均为水流冲积物及沉积物，其表面为粘土覆盖，而其下为沉积淤泥和软塑土，具有压缩性高，透水性好，强度较低等特点。C开采引起的滑坡、崩塌问题。区内原开采小煤窑较多，由于受其采动影响，加上在斜坡地带受构造格局制约，在重力作用和采动影响下，滑坡和崩塌现象较多。D、根据现场揭露与相关地质介绍，三条斜井浅部位于第四系粘土层，斜井大部分布置在煤系地层中。5、 建筑材料本区附近有XX钢铁公司、XX钢铁公司、XX矿业集团水泥厂、XX水泥厂等建材企业。钢材、水泥供应充足，但石子、木材、砂等地材供应紧张。6、现有水源、电源情况水源从业主在建的高位水池13、供水管，供应至工业广场。施工电源取自XX35KV变电所，从工业广场内业主的变电站取用。7、地质特征A 井田地层井田内出露地层由老到新为：二叠系上统峨嵋山玄武岩组（P2）、XX煤组（P2l）、三叠系下统飞仙关组（T1f）、XX镇组（T1yn）、第四系（Q）。中段（P2l2）：由12号煤层顶至24号煤层顶板，厚135.0182.0m，平均143.0m，含煤1230层，平均含煤20层，其中12、15、16、17、18等为本井田主要可采煤层，岩性主要为细砂岩、粉砂质泥岩、粉砂岩及煤层；上段（P2l3）：由1（1+3）号煤层顶板至12号煤层顶板，厚94.0132.0m，平均115.0m。本段岩性在全井14、田比较稳定，以灰色、灰绿色中厚层状细砂岩、粉砂岩为主。本段含煤918层，平均13层，4、51、62、9、10、11等可采煤层均匀分布在本段。B地质构造本井田小断层比较发育，将对煤层回采产生不利的影响。井田构造复杂程度属类中等构造类型。C 煤层特征a、煤层主要可采煤层为6层（1+3、3、12、15、17、18），主要可采煤层平均总厚10.26m，集中在中煤组。9、12、15号煤层全井田稳定。井田内煤的变质程度从上到下、从西到东逐渐增高。D 水文地质特征煤组上覆、下伏为厚度较大的相对隔水层，直接充水含水层为煤组细、粉砂岩水，岩石裂隙微小，含水弱，较大的地表水体均分布在区边缘地带。大气降水是主要间接15、水源，充水水源简单，属裂隙类水文地质条件简单的矿床。矿井施工期涌水量：暂按井筒5m3/h，第二、三期50m3/h计算相关费用。8、瓦斯、煤尘、煤的自燃、地温A本井田1+318号煤层瓦斯含量为0.7412.91 ml/g，平均8.19ml/ g；2732号煤层为0.57.53ml/ g，平均3.58ml/ g。根据本井田可利用的28个瓦斯测试数据计算结果并结合同一构造单元邻近大、小矿井实际瓦斯情况。本矿井属煤与瓦斯突出矿井。B 煤尘本井田所有可采煤层均有煤尘爆炸危险。C 煤的自燃本井田1+3、4、51、62、9、10、12、16、272、291、32号煤层为较易自燃煤层；15、17、18、29216、等煤层为不易自燃煤层。二、主要工程量 XX煤矿设计生产能力为 240t/a，二采区采用斜井开拓方式。一、二、三期开拓总量（包括措施工程）2400余米。三个斜井净断面均为17.85m2，净宽、净高分别为5.3m和3.95m。主要工程量如下表：序号工 程 名 称计量单位工程量备注1+1550m运输大巷 (3) m8302+1380m轨道大巷 (3) m115032采区轨道斜井基岩段（22) m52742采区通风行人斜井基岩段(24) m48452采区回风斜井基岩段(23) m54362采区轨道上山(24) m75072采区运输上山(24) m70082采区回风上山(24) m7509绞车硐室回风巷17、(18) m3010轨道上山绞车硐室(0) m161121上车场(3) m21012上部候车室(3) m7313下部候车室(3) m30142采区下部车场(3) m1401521、22中车场(3) m100161695集中回风石门(3) m232171695专用回风石门(3) m556181695轨道石门(3) m588191602运输石门(3) m815201602专用回风石门(3) m796211602轨道石门(3) m815221498运输石门(3) m710231498轨道石门(3) m60241498专用回风石门(3) m688252采区变电所(3) m55262091瓦斯抽放回风巷18、(3) m1633272091瓦斯抽放联络巷(30) m180282091瓦斯抽放进风巷(3) m1430292092瓦斯抽放回风巷(3) m1335302092瓦斯抽放联络巷(30) m180312092瓦斯抽放进风巷(3) m1575322031回风顺槽(3) m1852332031工作面开切眼(30) m180342031运输顺槽(3) m1624352032回风顺槽(3) m156362032运输顺槽(3) m80372采区煤仓(90) m50382采区矸石仓 m453922溜煤眼(90) m154022溜煤眼给煤机硐室 m941掘进运输斜巷(25) m15642引风道(22) m4519、43井筒躲避硐室(硐深2m 0) m7844上山躲避硐室(硐深2m 0)m11445井下临时排水泵房及水仓m28046溜矸转卸载装置m45047躲避硐、水仓、车场、联络巷、装载硐室、钻床硐室、等措施工程m1800措施工程为估算；合计井巷工程量：24900m（实际工程量以施工图与批准的措施工程为准48斜井工作面探放沼气、探放水及打超前钻孔打钻(f3)m2600工程量为估算49斜井工作面探放沼气、探放水及打超前钻孔打钻(f46)m3000工程量为估算50斜井工作面探放沼气、探放水及打超前钻孔打钻(f68)m1600工程量为估算51斜巷工作面探放沼气、探放水及打超前钻孔打钻(f3)m8000工程量为20、估算52斜巷工作面探放沼气、探放水及打超前钻孔打钻(f46)m5000工程量为估算53斜巷工作面探放沼气、探放水及打超前钻孔打钻(f68)m2000工程量为估算54平巷工作面探放沼气、探放水及打超前钻孔打钻(f3)m8000工程量为估算55平巷工作面探放沼气、探放水及打超前钻孔打钻(f46)m8000工程量为估算56平巷工作面探放沼气、探放水及打超前钻孔打钻(f68)m2000工程量为估算57铺轨m30000估算（含道岔折算与双轨）58井下管道安装m15000第二章 施工准备2.1 开工前的施工准备2.1.1 四通一平开工前根据工程施工需要提前完成。(1)、形成交通运输条件A、广场旁的XX二级21、公路在建，进场公路宜于4月1日前修建完，以便设备、材料进场。B、地面排矸方式为汽车排矸：a 如果工业广场标高提高二米，井筒施工前期部分矸石充填广场，排矸公路可稍延缓施工。b 如果工业广场标高不能提高二米，排矸公路，宜在4月30日前修好。c 至排矸场的简易公路，宜修在二个煤窑之间，经山边，至XX公路旁的山窝里（不宜排至南部山沟，排矸将成为制约进度的瓶颈）。(2)、供电业主在施工区场提供双回路供电电源电源至工业广场变电所。施工单位从变电所引线至各配电点。(3)、供水业主提供的水源，安装供水设备、设施及管路至工业广场蓄水池。施工单位从广场蓄水池延接至各用水点。(4)、通讯业主安装配备程控交换机，施工22、单位安装电话机构成外线与内部生产、办公、井上、下通讯网；请业主与当地有关部门协调解决好无线手机信号强度较弱的问题；请业主提供有线宽带上网络，以便与业主、上级部门等网上联络。(5)、场地平整根据大临设施布置和生产需要搞好井口场地平整，考虑地面排矸困难，建议广场标高提高二米。砌筑好临时水沟，与永久水沟沟通，确保雨季正常施工。 (6)、图纸：除施工图外，设计单位要提供必要的地质资料、井巷预想剖面图；建立建全供电、供水、地面布置、井上下对照、地质素描等图纸。2.1.2 大临（措施）工程A、业主准备施工的临时设施宜尽早施工。施工单位根据计划安排在四月完成主要临时设施与设备安装，具备井下施工条件B、如能利23、用的部分永久建筑和设施为施工所用。宜尽量利用以节约投资。C、所有临时设施不应与永久建筑相冲突。业主提供工业广场平面布置图与修改图，统一规划并报业主批准后砌筑。布置详见后附施工总平面布置图，主要临时、措施工程量见表2.1。主要大临、措施工程计划表2.1序号名 称单位数量备 注一生产用房屋1材料库m2200砖瓦结构2水泥库m2200砖瓦结构3沙石棚m24504设备棚m23005进班室m2200砖瓦结构6木工棚m2607机电修理房m2100砖瓦结构二生活办公用房1澡堂m285砖瓦结构2锅炉房m260砖瓦结构3临时住房m23000砖瓦结构4办公室、会议室m2180砖瓦结构5食 堂m2150砖瓦结构1绞24、车房(三个)m2210砖瓦钢屋架结构2压风机房m2140砖瓦结构4临时变配电室m280砖瓦结构5井口砼搅拌站m2120钢管柱、瓦结构6矿灯充电房m240砖瓦结构7井口信号室m283砖瓦结构8机修房m2260砖瓦结构9电焊棚m2260石棉瓦钢管柱结构10火药存放点与看守房m2130砖瓦结构11一期临时绞车基础与绞车安装台31.6m绞车二期临时绞车基础与绞车安装台320m绞车12地面箕斗提升栈桥及安装套3片石砼、钢结构13地面矸石仓个3钢结构14地面井架座3钢结构15压风机安装台6螺杆式24m3/min三台（前期）16压风机安装台2拟利用部分永久设备17局部扇风机安装套6前期18主扇风机安装台2拟25、利用永久设备设施192.1.3 主要材料、机械设备进场计划(1)、主要材料的供应所有施工工程用材料由施工单位自行采购。材料必须及时供应，进行必要的检验试验，质量符合要求。施工所需主要材料应根据施工作业计划，提前组织运送到施工现场。开工前必须做好市场调查、签定购货合同。炸药雷管从业主主库领取至工业广场存放点（存放点允许存放一天的炸药雷管使用量）。中、后期应建存放 (2)、设备供应施工用设备由施工单位自行解决，在可能的情况下，尽量利用永久设备。前期施工设备必须在四月运至工地并安装完。主要施工设备详见后附表：(1)拟投入的主要施工机械和安全设备表。非标件由项目部自己组织加工或就近外委加工。 技术准备26、认真审核、阅读施工图纸、资料和技术规范，准备好开工报告资料。进行临时工程设施的具体设计。编制实施性施工组织设计与施工作业规程。并报业主、监理工程师审批。结合本工程的特点，编写有关安全、技术管理办法和实施细则。根据合同规定向业主及业主派驻现场工程师提供有关的资料和报告。根据工程的特点，组织对管理人员及施工作业人员进行安全技术培训。对特殊工种人员完备有关证件。做好开工前的测量交接，定点复测，加设施工测量控制标桩并做好测量记录。（8）根据工程施工、资料移交的需要，建立技术资料档案室。2.2 施工期间的准备工作2.2.1 各施工阶段的准备工作(1)、二采区三条斜井施工前的准备工作对三条斜井的施工，其重27、点：一是是提升系统与地面排矸公路、排矸场的形成；二是井筒浅部段因地质原因采取相应的施工与支护措施；三是作好揭煤与瓦斯治理准备工作。(2)、二采区区段施工前的准备工作该区段工程量大，施工巷道长，煤巷较多的特点：一是根据工程线路、安全措施、提升运输等选择好施工主要矛盾线。二是安排好尽可能多工作面同时作业。三是安排好打钻抽排瓦斯与掘进施工相互干扰尽可能少。四通风、排水系统要提前安排与准备，为快速施工创造条件。五是提前完善瓦斯治理系统与工作。2.2.2 施工过程中的准备工作(1)、每一工程开工前必须编制好有针对性的施工安全技术措施，严格按程序报批。(2)、工程开工前，生产副经理必须组织召开准备工作专项28、检查落实会议，确保材料、器具的及时到位。 第三章 施工辅助系统设计3.1 掘进机械设备岩巷掘进采用多台YTP-28风钻打眼爆破。3.2 装岩机械设备根据断面大小，配备装载设备，工作面配备P60B（或P90B）防爆型耙斗装岩机装岩运输。3.3 支护机械设备根据设计支护方式与施工作业面数量确定支护设备，地面砼料搅拌采用强制式JS-500搅拌机，喷砼采用Z-VII型高效喷砼机，锚杆(锚索)安装采用液压MYT-140或气动MQT-130锚杆钻机，另MYS-50用于锚杆安装。3.4 提升系统设计(1)、二采区三条斜井提升系统根据施工进度要求、现场条件，斜井提升容器为4.5m3箕斗，下面以二采区轨道斜井为29、例进行相关计算选择。、提升机选择3 提升系统设计根据施工进度要求、现场条件，斜井提升容器为4.0m3箕斗。、提升机选择经计算：选择二台JTK16001200、一台JTK16001500型提升绞车，电动机功率N=132KW，其中Fj=45KN，VMb=2.5m/s，满足提升力要求。选1.0m凿井游动天轮校验滚筒宽度：使之符合煤矿安全规程第四百一十九条、四百二十条的规定要求，使用中必须执行相关规定。提升钢丝绳选择、验算钢丝绳如下： 原始资料斜井长度563m，斜井倾角=24箕斗规格： V=4m3，自重Q0=4560kg，箕斗数量Z=1装满系数Km=0.85，矸石散体容重R=1600kg/m3绞车型号30、JTK1.61.2，绳速 2.5m/s，钢丝绳规格：直径=21.5mm，单位重量P=1.658kg/m钢丝抗拉强度=185kgf/mm2 ，总破断拉力QZ32400kgf钢丝绳安全系数m6.5井筒长度563m，井口水平至卸载位置长度L0=25m提升斜长L=L0+547=25+563=588m 箕斗运行时的阻力系数=0.015kk,钢丝绳与坡口地滚或局部与巷道地板摩擦系数=0.20 一次提升有效货载荷重Q1=ZKmVR=20.8521600=5440kg 钢丝绳终端荷重Q=Q0+Q1=4560+5440=10000kg 钢丝绳单位长度重量PSPS= 1.449kg/m 选择钢丝绳 为确保安全，绞31、车选用钢丝绳规格为:直径=21.5mm，单位重量P=1.658kg/mPS=1.449kg/m 钢丝绳安全系数校核ma=7.036.5钢丝绳安全系数校核:提物:M物=Qd/ Q0(Sin+f1Cos)+9.81PSBLO(Sin+f2Cos)=8.27.5，1台JTK16001500提升绞车布置在通风行人斜井作为提升斜井人车用，由于提升人车荷载轻，其安全系数均满足设计要求。 斜井施工期间提升能力校验 每提升循环工作周期原始资料：绞车绳速V= 2.5m/s经验卸碴时间：t1=60s经验装碴时间：t2=600s每次加减速折算时间：t3=6s则每提升循环工作周期为t=2L/V+t1+t2+4t3=232、588/2.5+60+600+46=1154s 每掘进循环产量开挖断面S=18.98m2每循环进尺B=1.76m松散系数=1.5超挖系数=1.05则每掘进循环矸石产量Q=SB=18.981.761.51.05=52.61m3 每掘进循环提升时间T=（Q/V）t /3600=52.61/（40.85）1154/3600=4.96h采用两班制作业方式，每班作业循环要求提升时间为5h，故满足要求。每循环进尺1.76m，每日2个循环合计3.52m，正规循环率按0.85计，则月进度可达90m，满足进度计划要求。 (2)、二采区三条上山提升系统按以上方法计算，二采区三条上山采用JTK20001500防爆型33、提升机，采用4.5m3箕斗，提升钢丝绳则选择619-24-157型， 提升速度VMb=3.9m/s，电机功率为220KW，经验算满足安全要求。斜井到底后提升乘人人车2个(型号XRC-20-9sw)时，经验算符合规定。详见提升系统布置图(图1.1、图1.2)(3)提升能力斜巷掘进提升能力计算表提升参数巷 道 名 称轨道斜井回风斜井通风行人斜井轨道上山回风上山运输上山提升容器4.5m3箕斗提升速度(m/s)3.4平均提升距离(m)平均提升能力(m3/h)31.831.23333.534.435.8 3.5 压风、供水系统设计三条斜井施工期: 最大同时用风量为312+63=54(m3/min), 选34、用SHT-135(135kw)风冷螺杆压风机3台, 输出有效风量324=72(m3/min).必要时增设一台SZT-110风冷螺杆压风机, 输出有效风量17(m3/min)作备用。根据工程排队按高峰期最大同时用风量为128(m3/min)其中：选用SHT-250(250kw)风冷螺杆压风机3台, SHT-135(135kw)风冷螺杆压风机3台, 输出有效风量192(m3/min) ，其中两台备用输出有效风量144(m3/min)。用Dg1504.5无缝钢管为干管路分别向三条斜井及三条上山供压风，各中段及其他用压风点采用1084.5供压风。供水干管采用4钢管，三条斜井与三条下山、21上车场、2135、中车场、22中车场供水干管采用3钢管，其他用水点用1-2钢管。供水管路在井下适当位置设减压装置，各掘进工作面设分风、分水器。3.6 排水系统(1)斜井施工期，主要采用电/风动潜水泵排水。并在井筒内每间隔50-150m设临时水仓。临时水仓设离心式水泵；两级（或三级）排水至地面，排水管为1084.5mm。斜井落底后建井底临时水仓，采用离心式水泵一级排水。贯通后采用集中排水。(2)12采区三条上山施工期，上山的排水方式同上，工作面采用两级（或三级）排水至排至上车场临时水仓。经井底水泵排至地面。一般在上山中部车场设置临时水仓与泵房，安装离心式水泵排水。上山落底后建井底临时水仓，采用离心式水泵一级排水至36、上车场临时水仓。贯通后采用集中排水。各水仓容量及水泵的选择，根据涌水量的大小与高程计算确定。3.7 井上下运输与排矸(1)斜井施工期：工作面矸石PB60B（PB90）耙岩机装载4.5m3箕斗1.6M绞车提升地面矸石仓自卸汽车排矸场。(2)上山施工期：工作面矸石PB60B（PB90）耙岩机装载4.5m3箕斗上山2.0M绞车提升21上车场矸石仓5t防爆型电机车牵引运输转载斜4.5m3箕斗地面矸石仓自卸汽车排矸场。 (3)21、22中区段岩巷施工期：工作面矸石P60B耙岩机装载V型矿车2.5t(5t)防爆型电机车牵引中段临时矸石仓上山箕斗21上车场临时矸石仓斜井箕斗地面矸石仓自卸汽车排矸场。(4)上37、山到底后、+1380M大巷及其他平巷施工：工作面矸石P60B耙岩机装载5t 防爆型电机车牵引上山箕斗斜井箕斗地面矸石仓自卸汽车排矸场。(5)材料运输：地面材料材料车斜井各车场2.5t防爆特殊型电机车牵引工作面。 3.8 通风系统设计本标段工程通风距离较长，井筒(巷道)要多次揭穿煤层，因此优化通风设计，加强通风管理，着力改善工作环境是提高掘进水平，加快施工速度的重要环节之一。根据施工类似矿井的经验，采用如下掘进通风方案。(1)三条斜井施工期的通风方案通风方式及风筒选择根据我公司从事类似工程施工的经验，施工采用压入式通风。风筒选用摩擦阻力较小的800mm软质阻燃防静电风筒。风筒布置综合考虑运输方式38、和巷道断面，风筒沿一侧拱肩部悬吊。风机选型I、工作面所需风量Q的确定a、按同时工作的最多人数计算QQ=KVpm式中K风量备用系数，取K1.15Vp洞内每人每分钟所需风量，Vp4m3/minM洞内同时工作时的最多人数，M20Q1.1542092m3/minb、按炸药消耗量计算QQ5pB/t式中p工作面炸药消耗量，P48B炸药爆炸时所产生的气体折合成CO的体积，B40t排除工作面炮烟的时间，t30minQ（54840）/30320m3/minc、按瓦斯涌出量计算(施工中根据现场实际测算)按以上计算，工作面所需的风量为Q320m3/minII、风筒阻力R计算RR100L/100式中R100风筒百米风39、阻，查手册800胶质风筒的R100=0.8，L最长送风距离，考虑21 上车场施工 L650mR0.8650/1005.2(千缪)III、局扇工作风压H计算HKRQ2式中K风筒漏风系数，取K1.2H1.25.2(320/60)2177.5mmH20根据以上计算，三条斜井施工通风初期均各采用一台DBKJ-222型高效对旋式,一台DBKJ-230型高效对旋式局部通风机,配800mm软质阻燃风筒(双风机)压入式通风，一台工作一台备用，安装反转三通，必要时备用风机可立即投入使用。(2)三条斜井筒落底在21上部车场贯通后，安装好地面回风斜井的主扇风机。经计算，可采用风量50-130m3/s的2K70-No40、:28型轴流式通风机，形成全负压通风系统。各掘进工作面的供风采用高效对旋式局扇压入式通风，风机的选择可参考上述步骤计算确定，充分考虑煤巷瓦斯涌出因素。风机安装在主要进风巷道内，距离回风口不少于20m。局扇的参数计算、选择原则同上，局扇的进风侧必须安装瓦斯探头，其瓦斯超限断电点设置、断电范围必须在作业规程中明确规定。(3)三条上山在21中车场贯通后，在21上车场巷道安装必要的风门与调节装置，形成轨道上山、运输上山进新鲜风，回风上山回风的全负压通风系统。各工作面的局部通风与计算、选择原则同上。(4)三条上山到底后，按上述原则再次调整形成全负压通风系统，减少局部通风的距离，提高通风效果。(5) 二采41、区大巷与一采区大巷贯通之后，应由业主统一安排对矿井通风系统进行调整与部署。(6)各区段煤巷施工前，应尽早完成进入煤巷施工的两条石门巷道，调整通风系统，减少独头通风距离，优化通风条件。(7)主要通风措施风机和风筒应布置在同一水平线上，以减少通风阻力，因此，风机应在适当位置搭一风机工作平台(支架)。每隔2m左右布置风筒吊钩，悬挂风筒用的铁丝应用拉紧器拉紧，每环用优质麻绳悬挂，确保风筒吊挂平、直、顺、紧；风筒联接采用双反边联接；等等，以减少风筒沿程阻力与漏风。建立完善的通风管理制度，加强风筒管理，严禁无故损坏风筒。发现风筒破口，要及时修补或更换，以减少风筒沿途漏风。风筒接头采用双反边形式，减少接头漏42、风。采用每个吊挂环处补强防漏的风向筒。 建立定期测风、测尘制度，确保风量、风质满足施工要求。风机采用专用变压器、专用开关、专用电缆供电，安装风电闭锁装置。通风系统的调整与管理必须符合煤矿安全规程的有关规定，严防风流短路，严禁局部通风机打循环风，在关键点配置适量监控风流与瓦斯探头，监控保护设施可靠，管理到位。3.9 供电系统设计将10KV高压电源引入工业广场变电所，分别经地面、井下、通风机专用变压器向各用电点供电。经计算，斜井施工期，地面选用一台S10-800/ 10/0.4和一台S10-630/ 10/0.4变压器(二期时专用于临时主扇供)供地面用电，经KS10-400/10/0.69向井下供43、电，经KBSG-200/10/0.69防爆变压器(以后用于井下)向局部通风机供电。向井下供电变压器采用中性点不接地系统。井下低压供电系统为660V电压等级，从临时变电所各敷设一趟70mm2电缆将电源引至井口配电点，通过QBZ-350真空开关向井下供电，并安装JL-82型检漏继电器作为总体漏电保护。进入上山施工期，地面主扇供电为专用变压器(315KVA)。在轨道上山绞车房内设井下变电所，10KV高压下井，安装矿用防爆型KBSG-1000/10/0.69变压器向施工设备供电，井下局部通风机安装KBSG-200/10/0.69矿用防爆型专用变压器供电。21中车场采区变电所完成后，可考虑高压下井，按永44、久装备安装采区变电所。井下用电从采区变电所供出。各斜巷施工信号、井口照明、激光指向仪采用信号照明综保开关127V供电，并配备KXT20斜井专用信号通讯装置。人车信号采用无线对讲信号机系统。地面用电设备为380V电压等级，生活照明用电是220V，从变电所敷设低压电缆（专用绝缘架空线）供地面生产、生活用电。井下所有电气设备必须是国家认可的煤矿许用防爆产品，符合安全、技术先进、经济合理的要求。不使用国家规定淘汰的产品。掘进工作面作业人员携带锂电池矿灯，掘进工作面另配防爆投光灯照明。长距离巷道施工时，如2091瓦斯抽放进风巷、2031运输顺槽的供电，可在井下适当位置设临时移动变电所，以减少低压供电距离45、，降低电压损失，但在移动变电所使用前，必须通过制定安全措施，符合煤矿安全规程的规定要求。严禁井下配电变压器中性点直接接地。严禁由地面中性点直接接地的变压器或发电机直接向井下供电。供电系统图（斜井井筒期）3.10 量测仪器仪表主要量测仪器仪表计划 表2.1序号设备名称型号规格数量进场时间说 明1全站仪GTS-602/CP1套07年4月井下地面测量、防爆产品2水准仪S32台07年4月3经纬仪J61台07年4月4激光指向仪南方352 射程500m6台07年4月防爆产品5锚杆拉力计ML-20 20t3台07年4月锚杆质检6砼坍落度仪自制1个07年4月砼质量控制7收敛计指针式3个07年5月巷道变观测8T46、Y-A6个07年5月9LBY-310个07年5月第四章 施工技术方案(方法)4.1 施工总体安排与重点、根据该工程的具体情况，拟按如下顺序施工：A、施工准备，地面临时工程与各生产辅助系统。B、三条斜井筒施工，同步完成回风斜井风道及主扇基础的施工。C、完成21上部车场及三条上山的临时绞车硐室、翻矸转载系统的施工与设备安装。同时贯通轨道上山、回风上山、运输上山，安装好地面主扇，形成全负压通风系统。D、施工三条上山，同时施工1695石门巷道，形成从21上车场向采煤工作面瓦斯抽放回风巷、回风顺槽施工条件。并尽快施工井下变电所与变电所安装。E、三条上山施工至21中车场，施工1602石门，同时施工21中区47、段排矸转载系统、形成21中段向采煤工作面瓦斯抽放进风巷、运输顺槽施工的条件。以便于尽早形成采煤工作面。F、三条上山施工到适当位置，可安排施工+1550m运输大巷，到+1380m水平后，施工下车场及+1380m轨道大巷。G、创造条件，揭煤前、煤巷施工前提前预抽瓦斯，以利施工安全与快速施工。4.2 关键线路与施工队伍安排、本标工程关键线路为：轨道斜井21上车场上车场绞车硐室等措施工程轨道上山21中车场1602运输石门2031运输顺槽工作面开切眼。、2007年5月20日开始3个队施工，2007年12月3日开始5个队施工，2008年5月1日开始7个队施工，2008年6月1日开始8个队施工，2008年848、月9日开始9个队施工达到高峰。详见“二采区施工进度计划网络横道图”。、关键线路安排施工力量强的过硬队伍施工，在设备、材料供应上、在运输调度平衡上、经济措施上将关键线路工程作为重点来抓，重点监控，确保计划的实现。4.3 新技术、新工艺、新装备、新材料的应用、采用光面爆破施工工艺，以提高工效、降低消耗、保证工程质量、加快施工速度。、井筒与上山施工采用双激光指向仪指向，以保证巷道成型达到光面爆破的质量要求。、永久轨道与部分永久管路紧跟掘进工作面。、在施工安全监控方面采用KJ90型煤矿安全综合监控系统。建议采用矿井永久同类设备系统，减少重复建设。并连安设两台40Kw移动式瓦斯抽放泵与D150管路，石门49、揭煤前瓦斯抽放用。、使用双电源、双风机供风。、优先在大型设备，如绞车、压风机等设备中使用金属抗磨节能剂，以节约能源，提高经济效益。4.4 各主要巷道施工方案与方法A、三条斜井进硐方案大临设施、设备安装完后，进入斜井施工。三条斜井口均已施工20米，但三条斜井进硐段仍处在冲积淤泥层与第四系土层中，预计三条斜井各有80110米，建议进硐时采取的方案为：按新奥法原理，采用复合式支护。在超前小导管的超前支护下，架立格栅拱架、喷射砼支护，再进行砼衬砌，直至过完表土软岩段。B、斜井、上山施工斜井(上山)巷道施工，不少于四台风钻同时打眼，采用两光(激光指向、光面爆破)、耙岩机、箕斗、喷砼机、锚杆钻机、一泵(潜50、水泵配卧泵)机械化作业线。正常情况下全断面一次爆破，抛碴爆破，采用掘进与永久锚喷支护平行作业方式，围岩稳定性较差时先喷浆封闭围岩，然后打锚杆挂网，在耙岩机后复喷砼平行作业，实行一次成巷，组织好多工序平行交叉作业、正规循环作业，施工装备见下表3.1。斜井施工时，回风井等将在进硐127米开始见煤，将依次穿过18#煤层，在斜井下段将穿过271#、272#和291、292#煤层。本矿是属于有突出危险矿井，因此从项目一开始施工，就必须健全安全管理机构、配齐安检人员和安全设备，严格按煤矿安全规程、防治煤与瓦斯突出细则执行，严格“四位一体”综合防突管理措施，具体操作见第七章第一节关于揭煤、防突的一系列措施。51、斜井、上山施工装备表3.1项 目机 械 装 备凿 岩YTP-26凿岩机装 岩P-60B（ P-90）耙矸机提升井 架钢管井架(地面)绞 车上山用防爆JTK-2.0绞车，=3.9m/s 容 器4.5m3箕斗， 翻矸及排矸地面采用矸石仓自卸汽车运输排矸、井下设翻矸转载硐室排 水BQF-50/25 风泵，电动潜水泵MD25-409型卧泵通 风800胶质风筒DBKJ 222、230对旋式风机瓦斯治理ZYJ150钻机(TXU-200)BJW33YJ型移动式瓦斯抽放泵站瓦斯监控分站KDF-2/3/3X，智能沼气传感器KG900lBAQZ光学瓦斯检测器（O100%）AQZ光学瓦斯检测器（O10%）便携式瓦斯52、报警仪，风、电、瓦斯闭锁装置测 量防爆全站仪、激光指向仪支护搅拌站地面集中搅拌站JS-500搅拌机砼输料料车送料喷砼机Z-VII锚杆安装MYT-140液压、 MQT-130气动， MYS-50压 风40m3/min压风机二台、20m3/min压风机三台，二采区共用C、岩平巷施工施工采用两光(激光指向、光面爆破)、大耙岩机、锚杆钻机、防爆特殊型电机车调车机械化作业线。正常情况下全断面一次爆破，抛碴爆破，采用掘进与永久锚喷支护平行作业方式，围岩稳定性较差时先喷浆封闭围岩，然后打锚杆挂网，在耙岩后复喷砼平行作业，实行一次成巷，组织好多工序平行交叉作业、正规循环(滚班)作业，施工装备见下表3.2。岩平53、巷施工装备表3.2项 目机 械 装 备凿 岩YTP-26凿岩机装 岩P-60B耙矸机转 载皮带转载机ZZ-80调车牵引XK2.5-9/98-KB、 XK5-9/98-KB容 器1.5m3V型矿车串车 下坡排水BQF-50/25 风泵、电动潜水泵通 风800胶质风筒DBKJ 222、230对旋式风机瓦斯治理ZYJ150瓦斯钻机BJW33YJ型移动式瓦斯抽放泵站瓦斯监控分站KDF-2/3/3X，智能沼气传感器KG900lBAQZ光学瓦斯检测器（O100%）AQZ光学瓦斯检测器（O10%）便携式瓦斯报警仪，风、电、瓦斯闭锁装置测 量防爆全站仪、激光指向仪爆破布孔仪支护搅拌站地面集中搅拌站JS-50054、搅拌机砼输料料车送料喷砼机Z-VII锚杆安装MYT-140液压、 MQT-130气动， MYS-50压 风40m3/min压风机二台、20m3/min压风机三台，二采区共用D、煤平巷施工施工采用梭式矿车、锚杆钻机、机械化作业线。必要时，在巷道两侧施工瓦斯抽放硐室，用打钻排放、抽放设备提前预抽瓦斯，或利用邻近巷道预抽放，以利于施工安全，加快施工进度，采用掘进与永久锚杆支护平行作业方式，围岩稳定性较差时开挖后及时打锚杆挂网、梁，实行一次成巷，组织好多工序平行交叉作业、正规循环作业，施工装备见下表3.3。项 目机 械 装 备掘 进YT28风钻运 输梭式矿车，根据所掘巷长度配置调车牵引XK2.5-9/55、98-KB、 XK5-9/98-KB材料容器材料矿车，轨道运输 通 风800胶质风筒DBKJ 222、230对旋式风机瓦斯治理ZYJ150瓦斯钻机BJW33YJ型移动式瓦斯抽放泵站瓦斯监控分站KDF-2/3/3X，智能沼气传感器KG900lBAQZ光学瓦斯检测器（O100%）AQZ光学瓦斯检测器（O10%）便携式瓦斯报警仪，风、电、瓦斯闭锁装置测 量防爆全站仪，S3水准仪支护锚杆安装MYT-140液压、 MQT-130气动压 风40m3/min压风机二台、20m3/min压风机三台，二采区共用煤平巷施工装备表3.3E、交岔点及大断面硐室施工a、大断面巷道应采用合适的开挖长度，可采用分层施工法：56、即将断面分为二至三层，从上向下分层施工，并适当缩短一次开挖长，开挖后立即进行锚网支护，必要时加锚索支护，然后喷砼封闭，或先喷砼封闭围岩再进行锚网支护与喷砼支护达到设计厚度。b、围岩稳定性差时，可采用上导硐法施工：即在拱顶部中央先掘出一导硐，然后立即进行支护，再逐步扩大并及时支护，及至完成整个断面的施工。c、交岔点施工断面较大，应根据围岩稳定性确定采用全断面或分层或导硐法开挖施工。必要时可采取超前支护。F、巷道过断层破碎带及稳定性差段施工a、加强施工地质工作,搞好地质预测预报,当井筒有可能穿越断层破碎带及含水层时，必须提前进行必要的探测,及时采取有针对性的防范措施，涌水较大的含水层，必须采取注浆57、堵水加固措施。b、施工前必须充分做好材料、设备等的准备工作。 c、破碎段掘进时采取多打眼、少装药、放小炮、光面爆破措施，尽量减少对围岩的扰动，并控制一次开挖长度，特别破碎地段可以采取超前管棚支护施工法或导硐法施工。d、井筒过断层破碎带时，总的施工原则是：超前支护，弱爆破，短进尺、强防水、快封闭。G、采区煤仓、溜煤眼施工、 因本设计安排煤仓(溜煤眼)上下巷道先施工，因此采用从上向下打钻孔，采用吊罐反井法施工，由竖井顶部从中心孔穿人钢丝绳悬挂吊罐进行钻孔爆破作业掘出小反井(22m以下断面)，放炮后下放吊罐，在底巷用耙岩机出碴，必要时喷砼临时支护，小井与上平巷贯通后，从上向下刷大进行永久支护。小溜煤58、眼可采用吊罐反井法一次掘成断面。距离不长的可从下往上架设木盘临时支护掘进贯通，从上往下分段刷大分段永久支护成巷。第五章 劳动组织形式和保证措施5.1 劳动力组织按高峰期计划，平巷施工为四六制作业，斜巷及其他工种按三八制作业，本项目共需人员712人，掘进队9个。劳动力组织详见下表5.1劳动力组织表5.1工种类别人数（个）备注管理人员项目部领导4小计25人工程技术6生产调度4综合管理8质量管理3安全管理3生产人员掘进工358小计425人放炮员24瓦检、安全、防突33水泵工18辅助生产人员电焊工6小计218人机修工15电 工10充电工3压风机司机4电机车司机6绞车司机21调度4钻探工24通风工7汽车59、司机6安全监测设备维修工2信号工24把钩工42运输工56后勤服务人员15合计712人5.2 劳动力保证措施考虑本标段工程量大，施工难度较大，又是具有突出危险矿井，掘进队选拔优秀的成建制的队伍。重视对有同类工程施工经验、特别是瓦斯治理方面的特殊工种人员的选拔。因该工程计划2007年5月开工，要提前做好相关培训工作，采用理论与现场实际操作相结合的方式进行现场培训。对固定工序和关键岗位的人员实现岗位固定，以提高其操作与熟练水平。定期组织开展技术比武，不断提高员工的操作技术水平。第六章 施工安全技术措施6.1 斜井、上山施工(以轨道斜井基岩段为例)6.1.1 光面爆破掘进技术措施A、钻眼工作面上、下断60、面分别采用YTP26型4台风钻打眼。眼深均为2m，净进尺均为1.76m，采用激光仪指向，钻眼前首先根据激光仪标定巷道轮廓线，按照爆破图表用布孔仪布眼，采取分区、划片由井帮向中心顺序钻进。严格按准、平、直、齐操作要领进行打眼，实行五定，即定人、定钻、定眼位、定时间和质量。B、爆破设计使用煤矿许用安全炸药, 有水时采用乳胶炸药，其主要技术参数为:直径35mm、每卷药重0.15Kg、每卷长150mm。为了满足中深孔起爆，选用3m长脚线，段别为15段的毫秒延期电雷管(总延期不超过130ms)，采用中孔光面爆破。采用楔型掏槽。有瓦斯时采用符合煤矿安全规程有关规定的许用炸药，采用正向装药方式。C、爆破设计61、以轨道斜井基岩段为例，按掘进断面18.952进行爆破设计。岩石硬度系数=46，施工中根据岩石情况及时调整，经试验选取最佳爆破参数。i、炮眼深度正常情况下炮眼深度为2.0，取炮眼利用率0.88，则2.00.881.76m。ii、炮眼布置采用楔形掏槽方式布眼，共布置炮眼72个，炮眼深度2.0m，炮眼总长度125.2m，总装药量48Kg，参见炮眼布置图。掏槽眼：掏槽眼6个，眼深2.0m；辅助眼：一级辅助眼6个，眼距500mm；二级辅助眼10个，眼距684mm；三级辅助眼14个，眼距645mm；周边眼：26个，按光爆要求布置，眼距399mm；底眼：底眼10个，眼距600mm。周边眼眼底落在掘进轮廓线上62、。辅助眼：均匀布置于掏槽眼和周边眼之间。iii、爆破图表 详见附图表。轨道斜井爆破参数表名称序号眼数(个)眼距(mm)眼深(m)装药量(卷)起爆顺序垂深小计长度每眼小计掏槽眼16 650016002.213.2742辅槽眼7126500212636辅助眼132210684220660辅助眼233614645228570周边眼376226399252252底眼637210600220660合 计72125.232048Kg轨道斜井预期爆破效果表5.2指标名称单位数量指标名称单位数量炮眼利用率%88单位体积炸药消耗kg/ M31.43循环进尺m1.76单位体积雷管消耗个/ M32.15循环岩石实体63、M333.4单位进尺炸药消耗kg/m27.2每循环炸药消耗量kg48单位进尺雷管消耗个/m40.9每循环雷管消耗个72单位原岩炮眼长度m/m33.756.1.2 装岩装岩：采用P60B耙岩机装岩。耙岩机距工作面距离不大于30m，即每30 m移动一次耙岩机。详见图6.2。采用1.6m绞车提4.5 m3箕斗；加长加固耙岩机尾槽，便于装矸。采用22kg/m钢轨（尽量利用永久轨道），900mm轨距，1500160140mm木轨枕，轨枕间距0.6m0.7m，每15m安装1付轨道拉杆，每30-50m设一组防滑装置（采用地锚），每30m铺轨一次，每20m安装一个地滚子。6.1.3 支护工艺、永久支护A、设计64、锚杆为螺纹钢锚杆，树脂锚固剂，C25喷射混凝土支护。B、放炮后进行安全检查和质量检查，再安设锚杆或挂网，安设锚杆使用MYT-140锚杆机，(帮锚用MYS-50)采用端头锚固，锚固长度按设计。C、按设计要求点好锚杆位置，打锚杆眼，方向应与巷道周边垂直，或与岩层面成较大角度。安装锚杆：a、按设计要求先将锚固剂药包送入孔内;b、将锚杆杆体套上托板及带上螺母，杆尾通过联接套与锚杆机头联接；c、将杆端插入已装好树脂药包的岩孔内，架起锚杆机并利用锚杆杆体将破药包推送至孔内，使药包接触到岩孔底为止；d、搅拌药包，搅拌时间以205s(具体按锚固剂性能确定)为宜，中间不能停钻；e、凝固后拧紧螺母，使托板紧贴岩面65、。锚索施工：a、采用锚杆机配接长式钻杆打眼；b、检查树脂药包质量；c、清洁锚索锚固段，用塑料胶带将树脂药包与锚索粘结固定；d、锚索下端装上专用搅拌驱动器，二人配合用锚索顶住锚固剂缓缓送入钻孔（注意不能反复抽拉锚索），确保锚固剂全部送到孔底；e、将专用搅拌驱动器尾部六方头插入锚杆机上；f、一人扶住机头一人操作锚杆机，边推进边搅拌，前半程用慢速旋转，后半程用快速旋转，搅拌时间控制在2030秒；g、停止搅拌，但继续保持锚杆机的推力约3分钟，然后可缩下锚杆机并移开打下一个孔；h、10分钟后，先卸下专用搅拌驱动器，装上托梁、托盘、锚具，并将其托到紧贴顶板的位置；i、2人一起将张拉千斤顶套在锚索上并用手托66、住；j、开泵进行张拉，并注意观察压力表读数，达到设计预紧力或千斤顶行程结束时，迅速换向回程；k、卸下张拉千斤顶（注意用手接住，避免坠落）；l、用液压切割器截下锚索的外露部分（可将一个班或几个班安装的锚索集中在一次切割）。6.2D、喷砼：喷砼时，将Z-VII型高效喷射机安放在工作面后方适当位置，砼料在地面搅拌站集中搅拌，使用JS350搅拌机，搅拌好的砼料用料车运送至工作面喷砼点。输料管用754.5的钢管或耐磨胶管通过快速接头连接。设计喷砼标号为C25，砼配比为水泥砂细碎石的重量比=11.731.73，水灰比为0.45左右。速凝剂的掺量为水泥重量的3%-5%。一般分两次喷射达到设计厚度。为了减少灰67、尘对人体的危害，在喷射工作面后方安设3组喷雾洒水防尘装置。E、复喷之前先埋桩，保证复喷厚度。一般喷射程序是：先喷射墙基部位，其次喷射两帮墙，最后喷射拱顶部位。F、司机操作顺序为：开机时，开风开水送电加料。停机时，停料停电停水停风。G、喷射时应先喷射裂缝处与凹处，即首先补坑，找平后再按正规操作喷射，喷头应尽量与岩面垂直，并与岩面保持1m左右的间距，自下而上呈螺旋状轨迹移动，旋转直径以300mm左右为宜。H、养护：喷射后坚持洒水养护，每小班安排专人洒水养护两次，养护时间不少于7天。有淋水时可不养护。、临时支护根据围岩情况，编制作业规程、施工措施报业主批准。 6.1.4 作业循环图表及进度工作面实行68、正规循环作业，采用平行作业方式，三八制作业，正常情况下，则斜井巷月进尺30240.75/81.76123m。上山施工正规循环率为70%，则上山每月实际进度为1.763300.7110.9m 。附正规循环图（见图6.3）。轨道斜井基岩段掘喷正规循环作业图6.3工序名称时间(分)循 环 时 间12345678安全检查施工前准备15锚杆施工(初喷)70划眼及打上部眼70吹 眼10倒矸、出矸150打下部眼80吹下部眼20装药联线35撤人、放炮通风30出 矸(100)后方复喷或墙部锚杆(150)6.2 主要岩平巷施工(以轨道石门为例)6.2.1 光面爆破掘进A、钻眼工作面均采用YTP26型4台风钻打眼。69、眼深均为2m，净进尺均为1.76m，采用激光仪指向，钻眼前首先根据激光仪标定巷道轮廓线，按照爆破图表用布孔仪布眼，采取分区、划片由井帮向中心顺序钻进。严格按准、平、直、齐操作要领进行打眼，实行五定，即定人、定钻、定眼位、定时间和质量。B、爆破设计使用煤矿许用安全炸药, 有水时采用三级煤矿乳化炸药，其主要技术参数为:直径35mm、每卷药重0.15Kg、每卷长150mm。为了满足中深孔起爆，选用3m长脚线，段别为15段的毫秒延期电雷管(总延期不超过130ms)，采用中深孔光面爆破。采用水平楔型掏槽，反向连续装药。有瓦斯时采用符合煤矿安全规程有关规定的许用炸药，采用正向装药方式。C、爆破设计以区段轨70、道石门为例，按掘进断面15.22进行爆破设计。岩石硬度系数=46，施工中根据岩石情况及时调整，并经试验选取最佳爆破参数。i、炮眼深度正常情况下炮眼深度为2.0，取炮眼利用率0.88，则2.00.881.76m。ii、炮眼布置采用楔形掏槽方式布眼，共布置炮眼65个，炮眼深度2.0m，炮眼总长度130.8m，总装药量37.05Kg，参见炮眼布置图5.1。掏槽眼：掏槽眼4个，眼深2.2m；辅助眼：一级辅助眼7个，眼距500mm；二级辅助眼9个，眼距687mm；三级辅助眼12个，眼距674mm；周边眼：24个，按光爆要求布置，眼距393mm；底眼：底眼8个，眼距657mm。周边眼眼底落在掘进轮廓线上。71、辅助眼：均匀布置于掏槽眼和周边眼之间。iii、爆破图表 详见附图表轨道石门爆破参数表名称序号眼数(个)眼距(mm)眼深(m)装药量(卷)起爆顺序垂深小计长度每眼小计掏槽眼14 450014002.28.8728辅助眼5117500214642辅助眼12209687218436辅助眼213212674224448周边眼335624393248248底眼57648657216540基础水沟眼6512255合 计65130.824737.05Kg轨道石门预期爆破效果表指标名称单位数量指标名称单位数量炮眼利用率%88单位体积炸药消耗kg/ M31.39循环进尺m1.76单位体积雷管消耗个/ M32.472、3循环岩石实体m326.75单位进尺炸药消耗kg/m21.1每循环炸药消耗量kg37.05单位进尺雷管消耗个/m37每循环雷管消耗个65单位原岩炮眼长度m/m34.896.2.2 装岩装岩：采用P60B耙岩机装岩。耙岩机距工作面距离不大于30m，即每20-30 m移动一次耙岩机。每200300m铺双轨设一个调车场。6.2.3 支护工艺(与上述轨道斜井基本相同)6.2.4 作业循环图表及进度工作面实行正规循环作业，采用平行作业方式，四六制作业，正常情况下，则斜井巷月进尺30240.8/61.76169m。6.3 煤平巷施工(以运输顺槽为例)采用边掘边抽一次成巷，煤巷掘进机落煤与装煤，上山箕斗提升73、。运输顺槽掘喷正规循环作业图表工序名称时间(分)循 环 时 间123456安全检查施工前准备15锚杆施工(初喷)45划眼及打上部眼55吹 眼10倒矸、出矸100+60打下部眼或帮锚杆60吹下部眼10装药联线35撤人、放炮通风30后方复喷或墙部锚杆(165)、抽放瓦斯根据煤矿安全规程规定，严格按“四位一体”防突管理，采用BJW33YJ型移动式瓦斯抽放泵进行瓦斯抽放。项目部成立专门的瓦斯钻探抽放队，担负瓦斯的抽放、突出危险性预测与防治工作。、落煤采用炮掘落煤，掘进一排锚杆距离即进行一次锚杆永久支护，即掘进循环进尺为0.8m，顶板稳定性差时，开挖出1 根锚杆位置即安装锚杆，必要时加挂网筋，以策安全。74、开掘时，应尽量防止对顶板的破坏，从一侧掘进至另一侧，施工时专人经常观察顶板，该机对f=4-6的岩石也可掘进，因此掘进一般不需要爆破。掘出的煤通过运煤系统运至地面。、支护A、永久支护金属锚杆、锚索施工，其施工工艺要求同轨道斜井施工相关内容。 木锚杆施工工艺：a、清扫锚杆孔,确保孔内无坍塌或碴碎屑；b、清通锚杆孔通路。用平直的木杆在孔内来回通45次，保证孔内通道畅通；c、将底部木楔装上并慢慢地将锚杆送入孔底；d、将连接保护套套在锚杆外露端部，以防敲击锚杆时劈裂端头；e、用风钻或大锤敲击联接套，使锚杆底部在孔内劈开与孔底锥形部切合；f、卸去联接套，将托板和金属挡圈依次套上并加上锚杆端头楔子；g、上紧75、托板。木锚杆和竹锚杆的外端托板紧固是十分重要的一项工序，安装不当就没有初锚力，甚至会出现小的片落，致使锚杆失效，因此，必须按以下步骤进行：第一、用大锤敲击23次外楔使托板稳固。 第二、用扁铁在钢挡圈周围来回敲击数次，使托板与岩面接触。 第三、用大锤再次敲击木楔使其紧固一次。 第四、再重复以上23步，直至托板对岩面有一定的承托力为止。 B、临时支护：炮掘落煤对巷壁震动破坏小，正常情况下不用临时支护。必要时，应当采取前探梁、超前支护、及时打锚杆挂网、支柱等临时支护措施，从严监控顶帮，防止煤壁垮落。、循环作业方式的确定采用“三八”制工作方式，每完成1个掘进支护(1排锚杆)正规循环进尺0.8m,用时176、.5小时，每小班完成5个循环进尺4m。顶板稳定时，可考虑一侧开挖，另一侧平行打锚杆，施工锚索与掘进平行作业，瓦斯抽放与掘进平行作业。考虑到工作面抽放瓦斯、瓦斯可能大等影响，正规循环率拟定为50%，则月进度指标为433050180m，可满足进度计划的要求。、施工要点煤巷施工过程中，有效治理瓦斯对加快煤巷施工的进度、确保安全生产至关重要。6.4 质量检测能力与手段、质量保证措施6.4.1 工程质量目标与组织保证体系 质量目标：工程质量达到国家现行施工质量验收规范标准保证体系详见下附图。6.4.2 质量检测能力与手段(1)在组织管理上，组建质量管理室，配备专职管理人员进行过程抽检，关键环节过程检测。77、(2)督促班组进行自检、互检、交接检，所有检测均按质量手册要求做好记录备查。(3)实行施工队日检制，项目部旬检测制，月末验收检测。(4)配备全套质量检测工具，如优质测量仪器、锚杆拉力计、砼强度检测回弹仪、位移收敛计、顶板离层检测仪等。(5)针对工程特点，制定项目部质量管理实施细则与质量手册，严格执行，采取相关措施，质量检测能力与手段是有保证的。6.4.3 工程质量保证措施(1)建立以项目经理为核心的质量管理体系，在全员中开展QC管理活动的基础上设置专职质检员，班组设兼职质检员，进行全员全过程的管理。(2)建立各项质量管理制度，制定质量管理目标，切实实施质量管理责任制，项目经理对整个项目的质量负78、责，各工种队长对所负责的工种质量负责，各作业班组对各道工序质量负责，各职能部门按质量管理责任制，负责把好各自的质量关。(3)加强对职工的思想教育和质量教育，办好各层次的QC培训班，激发职工的敬业精神，提高全体员工的质量意识。(4)严格按煤炭建设工程质量技术资料管理规定与评级办法建立质量管理档案，收集整理好质量原始记录。(5)抓好安全生产和文明施工，使施工秩序有条不紊。加强设备管理， 严格按操作规程操作设备，加强设备检查与维护，提高设备完好率。(6)各辅助部门要努力提高工作质量，为搞好工程质量服好务。(7)建立严格的质量奖罚制度，实行重奖重罚，在质量管理上引入制约机制，互相监督，继续推行优质优价79、政策，共同把质量工作搞好。(8)建立质量反馈系统，对各工种、各工序按规定搞好自检互检、跟踪监督检查，对症下药，制订切实可行的整改措施，确保工程质量。(9)编制工程质量目标计划、质量管理计划，制定施工的标准工艺，严格执行有关操作规程，把工程质量不合格品消灭在施工过程中。(10)材料、设备采购：明确采购的材料、设备、仪器的规格型号，卖方信誉及检测试验资料，并在甲方及监理工程师监督下实施。杜绝使用不合格产品和材料。(11)砼配比要按实验室提供配合比进行施工,要捣固密实，按规范要求养护好，且按规定做好试块试验。(12)现场施工：抓好现场施工是确保工程质量的关键环节。(13)试验检验，包括进货检、工序检80、分项分部检、预检、隐检、功能检等做到及时、准确、可靠。各主要工序实施施工前，先做试验，按实验成果指导施工。(14)主要施工工序质量控制要点巷道施工质量取决于工序质量，加强主要工序质量控制尤为重要。A、光面爆破必须在施工前编制针对性的光面爆破设计，并在施工中根据现场条件的变化及时进行完善和修改。严格按爆破图表进行打眼、装药，严格按准、平、直、齐操作要令进行打眼，实行“五定”，即定人、定钻、定眼位、定时间和质量。掏槽眼眼口间距及眼底间距误差均不大于50mm，辅助眼眼口间距、行距误差均不大于50mm，周边眼沿巷道断面轮廓线上的间距误差不得大于50mm，眼底不超出开挖断面轮廓线100mm，力求使除掏81、槽眼外的全部炮眼眼底在同一垂直面上，周边眼采用小直径药圈。爆破后周边眼痕迹率应大于50%，不出现大于规范要求的超欠挖，两茬炮之间出现台阶型误差小于150mm。B、锚杆及挂网施工必须按设计布置锚杆孔位，锚杆眼尽量垂直岩层主要结构面，孔深与杆体长度配合恰当。锚喷时一般应在初喷后进行锚杆安设。对用树脂药包安装锚杆时，应配备安装专用工具，中途药包不得破损，锚杆杆体插入时，应注意旋转，充分搅拌药包。采用锚网支护时，必须保证钢筋网片的搭接符合设计要求，钢筋网必须锚固贴紧巷道壁。C、喷砼施工材质必须符合规范要求，注意清除装料矿车杂物，防止对材料的污染。严格按设计配合比进行拌料，混合料应拌和均匀，随拌随用，速82、凝剂掺入应均匀，误差不大于2%。施工前必须对巷道断面规格进行检查，符合要求才可喷砼，喷砼前，应用高压风或水将岩壁粉尘冲洗干净。初喷厚度一般为30-60mm，喷砼作业应分层进行，后一层喷射应在前一层终凝后进行，间隔一小时以上且初喷面上有粉尘时应冲洗。喷砼终凝2小时后，应洒水养护，养护时间不少于7天。喷砼紧跟工作面时，下次爆破距喷砼作业完成时间一般不少于4小时。喷头与受喷面宜垂直，距离受喷面0.6-1.2m为宜，操作喷头应不停且缓慢地作横向环形移动，循序渐进。为控制喷层厚度，受喷面纵横向1-2m设一铁丝控制桩。D、砼浇注施工施工前必须检查巷道断面规格尺寸。严格按中腰线稳模，稳模时，应比断面轮廓线扩83、大20-40mm，支撑必须牢固，变形模板、拱架不得使用。巷道两侧墙基必须清到实底并清除污物、积水、松矸。严格按设计配合比进行拌料，计量要准确控制，及时浇筑，浇注砼应两侧对称进行，分层用振动器振捣。养护时间不少于7天。6.5 文明施工保证措施(1)文明施工的目标是：创建“文明施工先进单位”。详见：文明施工组织保证体系见框图。(2)建设文明工地，是我公司从事矿山建设工作的优良传统。(3)进入施工现场后，要绘制相关施工牌板，并放置在施工场地的主要入口处，其上应注明工程名称、工程量、开竣工日期、施工单位及负责人等内容。建立健全井口管理制度和文明卫生管理制度。(4)搞好场区内的材料堆放和设备存放，严禁乱84、堆乱放，野蛮装卸。(5)做好场区内的排水工作，做到场地平整、清洁卫生、无积水、无淤泥、无杂物、无垃圾。(6)机电车间或重要机电硐室悬挂醒目警标，制订严密的岗位责任制、操作规程及交接班管理制度等并挂示于醒目处。(7)巷道施工要做到一次成巷。施工用的各种管、线、电缆必须悬挂整齐，固定牢靠，接头符合规范要求。(8)坚持防尘管理制度。专人定期测尘测风测温，并公布在检测牌板上，保证风质，确保正常的施工气候条件。 (9)加强通风管理。风筒悬挂平、直、齐，保证工作面有足够的新鲜风量。局部通风机安设消音器，尽量减少噪声污染。(10)加强机电设备管理，做到“风、水、电、气、油”五不漏。(11)做好“两堂一舍”的85、管理，做到光线明亮，饮食卫生，浴室整洁，浴池干净。搞好厂区环境的管理工作。(12)坚持“消防结合，以防为主”的消防方针。加强火源管理，配置足够的消防器材，杜绝火灾。6.6 施工期间的环境保护措施 项目部设立专（兼）职环保员，把环保工作作为一项重要的、经常性的工作来抓紧抓好抓落实。对施工开挖的边坡及时进行支护并做好排水沟，避免由于施工造成的水土流失。设置污水处理系统，防止施工废水和生活废水直接排入河流、水塘及其他饮用水源。生活垃圾和污水的排放去向经业主批准。加强对施工区和生产区的环境卫生管理，及时清除垃圾和废弃物，并运至指定的地点堆放和处理。地面局部通风机采用优质低噪音对旋式风机、大临布置上采取86、适当拦挡建筑，夜晚一般不进行噪音大工作，以减少扰民噪音，降低噪音污染。 使施工噪声控制在国家标准范围内。施工期间要始终保持良好的排水系统，避免引起淤积和冲刷。建设沉淀池，对污水处理后排放。组织施工人员学习环保知识，提高全体职工的环保意识，严格控制和避免不必要的环境污染。第七章 预防灾害组织与处理措施7.1 施工期间的瓦斯危害防治7.1.1 总则(1)、本矿井为高瓦斯有突出危险矿井，工程施工的最大安全隐患和危害是瓦斯，必须认真贯彻执行“先抽后采、监测监控、以风定产”的瓦斯综合治理方针和“管理、装备、培训并重”的原则，牢固树立“安全第一，瓦斯为重”的观念，建立健全“一通三防”各项管理制度。(2)、87、建立瓦斯监测系统，装备KJ90型煤矿安全综合监控系统，实现地面中心站计算机监控，并加强管理，充分发挥其效能和作用，同时配备专职瓦斯检查工用光学瓦斯检定器检查瓦斯浓度，从而实现自动检测与人工检测“双监控”。(3)、建立瓦斯检查牌板制，做好瓦斯检查“三对口”工作。项目经理和项目总工程师必须坚持每天亲自审签通风瓦斯日报制度。(4)、加强通风系统管理、局部通风管理和供电管理，杜绝无计划停电、停风现象，严格防止瓦斯超限和积聚。加强风筒管理，风筒接头必须使用“双反边”，吊挂做到平、直、齐、顺，风筒出口距工作面岩巷8m，揭煤时5m。(5)、必要时进行局部瓦斯抽放工作与提前预抽放。(6)、加强巷道贯通管理和盲88、巷管理。巷道贯通必须严格遵守煤矿安全规程的相关规定，认真做好通风系统调整、瓦斯检查等有关工作事项。施工期间，防止产生盲巷。(7)、工作面通风要按“四项装备”要求，使用低噪声对旋式局部通风机。坚持使用“三专、两闭锁”装置。(8)、加强瓦斯排放管理。因临时停电或其它原因，风机停止运转导致工作面瓦斯超限时，必须制定恢复通风、排除瓦斯和送电的措施，并切实贯彻执行。(9)、加强放炮和爆破器材管理。放炮使用水炮泥。坚持“一炮三检”和“三人连锁放炮”制度。(10)、按照矿井通风安全监测装备使用管理规定，切实加强安全监测装置的管理，充分发挥装置的作用和效能。(11)、针对具体情况，建立临时压风自救系统。每一入89、井人员必须配带隔离式自救器。明确规定、标示矿井避灾路线。(12)、加强人员培训，全面提高作业人员的“一通三防”技术水平。(13)、加强设备防爆管理。专人负责机电设备的防爆检查工作，做到非防爆设备严禁入井，杜绝失爆。(14)、要采取湿式打眼、冲洗岩帮，使用水炮泥、放炮喷雾、装岩（煤）洒水和净化风流等综合防尘措施。(15)、建立健全粉尘旬测旬报制度，有针对性的实施防尘措施。(16)、加强瓦斯地质工作。认真做好地质预测预报及其分析判断工作，为掘进施工提供可信度高的瓦斯地质资料。(17)、加强通风工作。定期进行通风测定，确保掘进工作面有足够的风量来吹散瓦斯，降低瓦斯浓度。(18)、因该矿井煤层层数多，90、距离近，必须搞好地质钻探煤与地质预测预报工作，防止掘进施工误穿煤层。7.1.2 组织机构设置及人员配备(1)、建议业主成立专门机构配备专业人员，组建矿山救护队并配备必要的救护装备，以统筹进行全矿井通风、瓦斯、石门揭煤统一管理。(2)、项目部拟设置瓦斯治理领导小组，由项目部经理和项目部安全副经理分别兼任瓦斯治理组长、副组长。相关技术人员、防突队干、各组室负责人为成员，配备防突、通风专干和设备防爆检查员各1人，组建防突钻探队，配备24人，负责打钻、探煤与瓦斯、瓦斯排放、瓦斯抽放、突出危险性预测工作。7.1.3 揭煤防治煤与瓦斯突出措施 (1)、揭煤防突技术方案为确保斜井安全揭穿突出煤层，根据煤矿安91、全规程、防治煤与瓦斯突出细则等的规定，每次揭煤必须制订揭煤专门设计，采取突出危险性预测预报、有针对性的防治煤与瓦斯突出措施、突出措施效果检验、安全防护（包括全断面震动性放炮揭开煤层）的“四位一体”综合防突措施，落实严密的组织管理措施、技术措施，搞好防突管理。(2)、揭煤防突技术的实施步骤和方法、探煤探煤是揭煤的第一步，主要是探明工作面与煤层的相对位置。当工作面掘到距突出煤层法线距离10m（地质复杂段为20m）时，停止掘进，作好永久支护。然后采用ZYJ-150型（TUX-200）钻机打3个以上穿透煤层全厚并进入顶板0.5m的前探钻孔，以探明并掌握突出煤层赋存情况、工作面与煤层的垂距、地质构造、瓦92、斯涌出情况等。、测定突出煤层瓦斯压力并预测工作面突出危险性当工作面掘到距煤层垂距5m时，停止作业并作好永久支护，再打2个穿透煤层全厚的测压孔（兼作预测孔用），测定突出煤层的瓦斯压力P。测压方法采用粘土测压法。并且在打测压孔的同时，按防突细则附录四的方法采用ATY型突出预测仪测定钻屑指标K1值。如果P、K1值中任意一个超过其临界值，则该工作面为有突出危险工作面，必须实施防治突出措施。、防突措施的实施根据测得的突出煤层的有关参数选用井下移动式BJW33YJ局部抽放瓦斯或钻孔排放等有针对性的防突措施。钻孔设备为ZYJ-150型钻机，采用2YS-503型封孔器封孔。具体防突措施设计要按规定程序报批。A93、在钻孔排放瓦斯之前，作好永久支护。B、工作面距煤层最小法线距离3.5m时，用钢管架设作业平台，采用RD-100潜孔钻机或ZYJ-150型钻机打孔排放瓦斯，降低煤体中的瓦斯压力和煤体应力，在一定范围内形成卸压区，减少煤与瓦斯突出危险性。钻孔间距一般根据矿井实测的有效排放半径确定。根据施工经验，钻孔深度以穿透煤层进入顶板0.5m为限，孔口间距不大于0.7m，孔底间距不大于1.5m，在工作面控制范围内均匀布孔，且周边钻孔底必须超出巷道掘进断面外4m。根椐瓦斯排放情况，必要时采取加密排放钻孔，加大排放范围措施。C、如果密集钻孔排放效果仍然很差，突出临界指标难以下降时，可采取瓦斯抽放措施，加快瓦斯排放94、速度，并进行专门设计。、措施效果检验工作面实施上述防突措施后，打4个效果检验孔，采用经试验检验符合本矿井实际情况(或附近矿相关情况)的效果检验指标，验明防突措施的有效性。如果措施效果检验指标均小于该煤层突出危险性临界值指标，则认为措施有效，可以采用震动性放炮揭穿煤层，否则必须采取补充防突措施，直到措施检验有效后，方可进行震动性放炮揭煤。、远距离全断面震动性放炮揭穿突出煤层经检验证明工作面无突出危险以后，可采用远距离震动性放炮全断面一次揭穿或揭开煤层。在过煤门的施工过程中，仍必须按照震动性放炮的有关规定执行，并且加强支护，设专人检查瓦斯和观察突出预兆。在作业过程中，如发现突出预兆，工作人员必须立95、即撤至安全地点。震动放炮设计依据斜井或石门施工图及有关参数进行编制并报批。并严格按照批准措施组织实施。震动放炮设计按防突实施细则第六章的有关规定编制并报批。7.1.4 煤层掘进工作面防治突出措施本标工程煤层巷道多，占总工程量的46%，近万米，独头施工距离长，该矿井是有煤与瓦斯突出危险矿井，煤巷施工防突是安全工作的重中之重，拟采取以下措施防突出。(1)、突出煤巷掘进工作面每掘进2m进行一次突出危险性预测，根据实际情况，采取预抽瓦斯、超前钻孔排放、松动爆破、水力冲孔、前探支架措施，上山煤巷可采用掩护挡板措施。(2)、煤巷掘进工作面前方煤层的突出危险性可采用下列方法之一进行预测：a、钻孔瓦斯涌出初速96、度法；b、R值指标法；c、钻屑指标法；d、钻孔法；e、邻近矿井其他经试验证实有效且经过鉴定的方法。(3)、采用钻孔法预测预报煤层掘进工作面突出危险性应按下列方法进行：、在煤层掘进工作面打不少于3个孔径为42mm，深度为8-12m的钻孔预测巷道前方及两则煤体的突出危险性，钻孔控制范围为巷道断面及巷道轮廓线外不小于2m（指煤层内）。、钻孔布置于软煤分层中，从孔深的2m段开始，每钻进1.0m测定一次钻屑量(S)，每钻进1.5m测定一次瓦斯涌出初速度（q），测量室长度为1.0m，测试的准备时间限定在2min内，初期无基础数据时，可参考邻近矿井规定指标判别煤层的突出危险性。、若预测为突出危险，必须采取钻97、孔抽放、排放卸压或深孔松动爆破等防治突出的技术措施。、若预测为无突出危险，又未发现其他突出预兆，则留不少于5m的预测超前距。(3)、预测钻孔必须布置在软分层中，无软分层的施工在煤层中部，煤层厚度大于2.5m的预测孔不得少于5个。(4)、掘进工作面钻孔采用地质罗盘或绳线法布孔。在巷道内无金属物体或金属物体不多的情况下，用地质罗盘定出钻孔的方位和倾角；在金属物体或电缆较多影响地质罗盘准确性时，应采用绳线几何法确定钻孔的方位角。(5)、动态监测工作面的瓦斯涌出。a、重点防突掘进工作面可根据其瓦斯涌出预测其突出危险性，基本条件是：掘进工艺不变，坚持正规循环作业，风量、风流稳定，以回风流瓦斯传感器为准，98、且传感器距回风口位置不变。b、矿井瓦斯监测室对重点防突头面的瓦斯涌出情况进行连续监测，发现放炮后瓦斯最大浓度（波峰值）和超限时间等瓦斯涌出异常，必须立即向调度室及防突部门通报；安全主管或项目技术负责人每天审阅监测曲线，对每天的瓦斯监测资料及时分析，发现瓦斯监测资料异常要及时查明原因，有突出危险必须采取果断措施并向业主汇报。(6)、加强对地质构造的预测预报并要做好以下工作：、防突掘工作面编制防突措施前，必须有详实的地质说明书。掘进地质说明书应重点对地质构造 、煤层埋深、煤岩层赋存状况、瓦斯地质及煤层突出危险性进行预报。、突出危险区内的防突掘进工作面施工前，应首先采用钻探、物探等手段探测前方地质情99、况。该矿井煤层多，层间距近，应特别引起重视。施工过程中如工作面煤岩发生变化或各类钻孔出现异常，前方情况可疑、不清时，必须停止掘进，采取探测措施探明前方地质构造情况，并进行认真分析，形成书面分析资料，制定相应措施后方可恢复掘进。、掘进过程中，地质人员应随时观测地质构造及其变化情况，发现异常应及时向项目总工程师汇报，并向调度室、施工区、 队和防突部门通报。、在防突区域内作业的施工队技术人员应及时收集工作面煤层厚度、煤层结构破坏类型、地质构造等资料，若发现煤层或构造煤变化应及时向地测、防突部门通报。(7)、突出危险区内的掘进工作面防治煤与瓦斯突出首先采用区域性防突措施，当效果检验参数超过临界值时，必100、须采用局部防突措施。主要的局防措施有超前钻孔抽、排放或经实践证实有效的其他措施。若采用松动爆破措施，则必须严格按原煤炭部煤安字（95）第507号文“关于松动爆破措施的补充规定”执行。(8)、深孔超前抽、排放措施（即顺层掘进条带深孔超前抽、排放技术）的实施：、具有突出危险地带可每掘40-50m停掘，在工作面作一钻场供施工超前钻孔之用，然后沿巷道掘进方向施工长钻孔进行抽放或排放瓦斯。钻孔布置见图7.1。施钻设备：采用ZYJ150型液压钻机。抽放泵及抽放管路根据瓦斯流量、流速、管路阻力等参数计算确定。抽放泵采用BJW33YJ型移动式抽放泵站，抽放管采用无缝钢管，外部涂上红色以示区别。移动泵站应安装在101、抽放瓦斯地点附近的新鲜风流中。、采用钻机施工抽、排放孔，孔径65-100mm，孔深一般为50m左右。、有轻型或有适合掘进工作面操作的强力型防突钻机时也可不掘钻场，直接在工作面安装钻机施工排放钻孔，孔深一般为20-30m，孔径为42-75mm。钻孔布置见图7.2。、可配合采用水力润湿、水力疏松等煤体注水防突技术措施。、适用条件：a、瓦斯地质图上标明的严重突出危险地段（带）；b、煤层松软、增厚或出现明显的突出预兆地段（如响煤炮、打钻时喷孔等）；c、在未受卸压保护的煤层内掘进巷道时出现预测指标超限的地带。、由防突部门设计超前抽、排放钻孔，报项目总工程师审批后，由抽放队负责施工。其具体要求是：a、施工102、前，由抽放队技术人员现场标定钻孔参数，施工人员严格按要求施工；b、施工过程中，施工人员必须将孔深、施工中出现的喷孔、卡钻等异常情况认真详细作好记录；d、施工完毕，防突人技术员与抽放队技术人员一道及时测定钻孔的实际参数，并填绘于防突措施工作图上；e、针对实际布孔情况，对“空档”部位采取补充措施，保证工作面前方煤体不留“孤岛”，做到均匀卸压。f、 煤巷掘进工作面实施顺煤层超前长钻孔(长度20m及以上)预抽或排放措施，每次必须留足沿轴线方向投影8m的措施超前距离，(9)、顺煤层掘进条带浅孔排放措施、适用条件：a、煤层松软、有自喷能力地带；b、采用松爆措施装药难于到位的地点；c、煤层透气较好的区域。、103、要求：a、首先探明煤层厚度，掌握煤层变化情况。b、排放孔应布置于软煤分层中，钻孔数量视煤层及其软分层厚度而定，原则是做到终孔位置的孔距小于排放直径，煤厚在1.5m以下布置一排孔、1.5m以上布置二排孔，保证控制范围以内的煤体充分、均匀卸压。c、排放钻孔直径：42-75mm。d、钻孔深度以8-20m为宜。e、排放钻孔有效排放半径应根据矿井实际考察结果确定，开始参照邻近矿资料，暂无实测数据可参照时：42mm钻孔的排放半径为0.5m、75mm钻孔的排放半径为0.75m执行。、排放孔的控制范围：应包括巷道断面和巷道断面轮廓线外四周（指煤层内）不小于3-5m；煤层上帮适当增大至6-8m。必要时，可采用水104、力润湿或水力疏松煤体防突技术措施。钻孔布置见图7、图8。、实施浅孔排放措施，掘进工作面必须留足沿轴线方向投影5m的措施孔超前距离。(10)、深孔松动爆破措施、适用条件A、煤层较硬、自喷能力较弱地带；B、突出强度较小的煤层。、采用松动爆破措施必须执行下列规定：A、松动爆破治理突出的措施必须经集团公司总工程师批准后才准执行。B、深孔松动爆破的孔径为42mm；孔长8-10.5m；控制工作面前方及巷道两侧轮廓线外不小于2m。C、松动爆破的有效半径可按选用，钻孔数量按松动爆破的有效半径和巷道两侧轮廓线外控制的范围定。D、松动爆破孔的装药长度为孔长减去超前距（5-6m），每孔装药长度为4-5.5m，装药的105、原则是未松动爆破段均应装药，尽量使煤体连续均匀松动卸压；每个孔装入3-4个电雷管，且装药必须到眼底。E、装完药，先装入0.4m长的黄泥，然后装入长度为0.6m的水炮泥，水炮泥外侧还应充填长度不小于2m的黄泥，所余炮眼应全部用水炮泥填满直至孔口；若孔口段煤体松软，则必须用黄泥充填至孔口。F、注意事项：a、装药和充填炮泥时，应防止折断电雷管的脚线和防止擦破胶皮造成接地。b、加长的雷管脚线，其接头必须扭结牢固，并用绝缘胶布包裹，防止接地。c、掘进上山时不应采取松动爆破措施。d、凡用于实施松动爆破的电雷管，供应部门必须进行雷管电阻测定，选用属于同一阻值、同一厂家、同一批出厂、同一编号的产品。不合格者严106、禁使用。e、深孔松动爆破进行放炮作业时，必须严格按照防突管理的放炮制度执行。(11)、采用钻孔抽(排)放或深孔松动爆破等措施，在地质构造破坏带或煤层赋存条件急剧变化处，不能按照措施要求实施时，必须打探眼查明煤层赋存条件，然后应采用42-75mm的排放钻孔作为补充措施。在地质构造及其影响带，需探明煤层赋存状况时，探眼布置和资料收集、整理由地质人员负责；探眼施工由施工单位负责，必要时可用钻机施工探眼。(12)、煤巷掘进工作面第一次实施局部防突措施或无措施超前距时，执行措施前必须采取小直径浅孔排放措施处理工作面前方5m及巷道轮廓线外3m（指煤层内）范围内的突出危险性，只有在工作面前方形成5m安全屏障107、后方可进入正常防突措施循环。(13)、在突出煤层的煤巷中，更换、维修或回收支架时，开切眼施工时，必须采取预防煤体冒落引起突出的措施。(14)、在严重突出危险的掘进工作面，采取远距离放炮作业时，应适当控制爆破装药量和循环进度，并延长循环放炮间隔时间。急倾斜煤层上山巷放炮掘进，应采用深度不大于1.0m的炮眼远距离全断面一次爆破。(15)若采用直径大于120mm的超前钻孔进行抽或排瓦斯措施，必须采用专门的钻进设备和制定专门的施工安全措施，报项目总工程师审批后执行。(16)、实施钻孔(抽)排放或松动爆破等防治突出措施后，必须进行措施效果检验，检验方法必须与预测方法相同。、检验时，指标未超限并未出现其他108、突出预兆，则留不小于5m检验孔超前距并严格执行安全防护措施组织生产。、检验时，若仍具有突出危险，则必须补打排放孔或延长排放时间，或采取其他强化措施，然后再进行措施效果检验，只有经检验证实措施有效，且未发现其他突出预兆，方可填写措施效果检验报告单送矿总监理工程师审批后，严格按监理总工程师批示执行安全防护措施组织生产。、若措施效果检验采用钻孔法，则钻孔不少于3个，孔径42mm。孔深不应超过措施孔深，检验孔应布置在措施孔之间且预测有突出危险的部位，控制巷道轮廓线外不少于2m。(17)、突出煤层中当出现下列情况之一者，即使测试指标未超限也应视为有突出危险，必须实施防治突出技术措施。、在突出煤层的地质构109、造破坏带，包括断层、褶曲、层滑、火成岩侵入等；、煤层产状、赋存条件急剧变化地段(如煤层厚度、倾角急剧变化地带)；、施工钻孔发生喷孔、卡钻、响煤炮、煤体变冷等突出预兆；、凡巷道开口或转向，没有安全屏障；巷道贯穿前进入应力集中带；、区域预测预报为严重突出地段。7.1.5 长距离煤层巷道掘进施工防治瓦斯技术安全措施(1)、加强通风管理，搞好长距离掘进通风工作加强矿井通风系统的管理，及时构筑通风设施，充分利用已施工巷道形成合理的全负压通风，进行通风调整，减少独头通风长度，并确保矿井总风量满足施工需要。采取减少漏风、降低阻力、大风机、加强通风技术组织管理等措施，搞好长距离通风管理工作。必须加强局部通风管110、理，其通风机选用高效低噪声大功率对旋式局部通风机，选用大直径抗静电、阻燃风筒，并装备双风机双电源。通风方式采用压入式通风，杜绝循环风和串联通风。一台风机只准许向一个工作面供风，严禁一机向多头供风。加强风筒管理。风筒要求吊挂平直，拐弯平缓（拐弯处尽量使用铁风筒弯头），逢环必挂，采用麻绳吊挂，使用特制长风筒（可50m/节），接头严密并采用双反边接头，及时修补破口，减少接头和破口漏风，风筒出口距工作面不超过5m。加强日常通风管理，定期测风（掘进工作面根据实际需要随时测风），及时调节风量，确保风筒出口有效风量满足稀释瓦斯、风速和降温要求。(2)、瓦斯的防治装备瓦斯自动检测报警断电装置，AZJ-81型便111、携式瓦斯报警仪等安全监测装置，自动监测工作面风流和回风流中的瓦斯等情况，建立监测系统，实现地面中心站计算机监控，并加强管理，发挥其效能和作用。同时配备专职瓦斯检查员用光学式瓦斯检定器人工检查瓦斯。瓦斯检查实行“三对口”制度，项目部负责人及总工程师要每天亲自审阅通风瓦斯日报表。搞好矿井通风系统管理及局部通风管理，防止瓦斯积聚和超限。加强设备防爆管理，杜绝火源产生。加强巷道贯通管理工作。贯通的两个工作面相距20m前，必须停止一头掘进，停掘的工作面必须保持正常的通风，并正常检查通风、瓦斯等情况。每次放炮，班组长必须派专人和瓦斯员一起到停掘工作面检查通风、瓦斯情况，只有当两个工作面及其回风流中瓦斯浓度112、均在1%以下时，并按规定设置岗哨以后，方可放炮。贯通后，立即做好通风系统的调整。施工期间，严禁出现盲洞。搞好瓦斯抽放工作。加强放炮和爆破器材管理。起爆地点必须设在反向风门以外的适当位置处或避难硐室内，并加强放炮警戒工作。搞好瓦斯排放工作。因临时停电或其它原因机停止运转时，必须制定恢复通风、排除瓦斯和送电的专门安全措施，经报批后严格贯彻执行。加强组织管理。项目部设“一通三防”专干。突出煤巷掘进工作面每掘进2m进行一次突出危险性预测，根据实际情况，采取预抽瓦斯、超前钻孔排放、松动爆破、水力冲孔、前探支架措施，上山煤巷可采用掩护挡板措施。7.2 施工期间煤尘灾害的防治(1)消除煤尘积聚，采用湿式打眼113、水炮泥、冲洗巷帮、喷雾降尘，煤巷掘进机使用内外喷雾消尘，装载点喷雾洒水消尘，定期清扫积尘。(2)防止放炮引起煤尘爆炸，采用水炮泥、煤矿安全炸药、许用电雷管。煤巷贯通时，采取措施防止放炮产生煤尘和火花。(3)严格按作业规程、安全规程作业，消除引起煤尘爆炸的火源。(4)采取隔爆措施，防止煤尘爆炸扩大。7.3 施工期间火灾防治(1)井下动火作业必须有按规定批准的措施。并遵守煤矿安全规程第223条和煤矿建设安全规定第136条至第141条的规定，井下配备一定数量的防灭火器材。(2)防止放炮产生火花，使用合格有效火工品，严格按操作规程进行爆破作业。(3)严格遵守煤矿建设安全规定第137条规定，井口附近5114、0m内的临时建筑物均应用不燃性材料建筑，否则必须有防灭火措施。井口附近20m内不得有明火，并要有警示牌悬挂在醒目的位置。(4)防止电气设备产生火突，采用新型真空多保护开关，不带电移动电气设备，不带电检修电气设备。(5)加强瓦斯、煤尘防治，防止瓦斯、煤尘燃烧。7.4 施工期间水灾防治(1)加强水文地质预测预报工作，为掘进施工提供真实可靠的水文地质资料。(2)防治水应坚持“有疑必探，先探后掘”的原则。(3)必须采取切实有效的“防、堵、截、排”综合治理措施，搞好排水系统的管理，确保工程的安全施工。(4)掘进工作面或其它地点发现有透水预兆时，必须停止作业，采取措施进行处理。7.5 防治顶板事故及冲击地115、压坚持“一工程一措施”制度，认真搞好敲帮问顶工作，敲帮问顶应由外向里进行。严禁冒险作业，空顶作业。最大空顶距离不得超过1.7m，空顶距离超过规定0.3m时，必须使用好临时支护。确保光面爆破效果，及时搞好临时支护和永久支护工作，强化顶板管理。在顶板破碎、压力大或地质变化带及过断层时，缩小锚杆间排距，或采用架棚支护，控制好打眼深度。锚网（喷）巷道打锚杆眼前，必须首先敲帮问顶，将活矸松石处理掉，临时支护后，方可打眼。每班安装的锚杆要在交接班时，由验收员用测力计进行测力验收，当班测定合格的锚杆必须由验收员记录于原始记录本中，存好备查，凡是锚固力达不到58.8KN/根的锚杆应当班补打，重新安装。顶板锚杆116、在做拉力试验时，应在被拉锚杆周围打设23棵点柱顶牢顶板方可做拉力试验，做完拉力试验紧固好锚盘后方可回掉点柱。班组长必须负责详细检查围岩的滑纹情况，若发现险石要及时处理。如果处理困难或有危险时，不要盲目处理，必须根据现场实际情况及险石存在部位，用临时支柱支护好后方可打眼，在打眼时尽量避开此处，并随时检查确保安全生产。组织爆破试验攻关，严格掌握和控制好装药量，以减少对井巷围岩的扰动。加强不良地质段的施工管理，确保其安全施工。防止冲击地压要避免产生高应力集中区，采用合适的施工方法，采取爆破卸压、高压注水、钻孔卸压措施。要重点注意采取措施，防止采煤工作面开切眼施工时、地质构造复杂时冲击地压可能的影响因117、素。7.6 防止机电、提升等重大事故提升、运输系统的各种安全保护装置，必须经常定期检查、维护，确保其性能优良，动作灵敏，安全可靠。井筒施工应安设“一坡三挡”装置，严格执行“行车时严禁行人”的制度。同时每次提升开车前，把钩工必须仔细检查，连接装置及装载情况等，出现异常时不得发出开车信号。提升、运输系统信号灵敏、可靠。根据煤矿安全规程的规定，井筒每隔40m左右设置一躲避洞。7.7安全管理组织机构、制度措施(1)加强组织管理，健全安全机构，配齐安全监管人员。强化安全督查。(2)项目部成立安全生产领导小组，由项目部领导和组室负责人、队长组成，项目经理任组长，项目部生产副经理任副组长分管安全工作，项目部118、设安全生产专干负责项目部的日常安全管理。各施工队、班组设兼职安全员，由其队长、班长担任。领导小组全体人员履行项目部制定的安全生产岗位职责。(3)生产安全实行分级管理，行政负责制。做到奖罚分明，对生产安全做出显著成绩和重大贡献的个人、集体给予表彰和奖励，对“三违”人员和事故责任人给予批评和处罚。(4)建立健全定期召开安全生产办公会议和开展安全大检查制度，项目部1次/旬。(5)全体施工人员必须认真贯彻执行党和国家的安全生产方针、政策。建立以项目经理为安全第一责任者的各级安全生产责任制，实行风险承包，重奖重罚。(6)强化安全培训，不断提高职工知灾、识灾、抗灾和处理灾变的能力。特殊要害工种做到持证上岗119、。(7)强化安全监察和检查，发现隐患，严格按“三定”要求及时整改。(8)及时编报五大灾害预防和处理计划，并落实到位。附安全生产保证体系图7.8 安全装备、设施配备安全装备、设施配备表序号机械或设备名称型 号规 格数量国别产地制造年份额定功率(KW)生产能力用于施工部位投入时间1高效对旋式风机DBKJ 2226台湘潭200644工作面通风07.7DBKJ 23014台湘潭200660工作面通风07.12DBKJ 24514台湘潭200690工作面通风08.82钻 机ZYJ-1506台江苏200622.5井下探瓦斯07.103潜孔钻机RD-1003台长沙2005井下探瓦斯07.104移动式抽放泵站120、BJW33YJ6套重庆200675井下07.105抽放泵站监测系统WCJX-16套重庆2006井下07.76封 孔 器ZYS-5033台重庆2006测压07.107瓦斯监控分站KDF-2/3/3X2台重庆2006井下07.78智能沼气传感器KG900lB32套重庆2006工作面07.79便携式瓦斯报警仪AZJ-8147台长沙2006下井携带07.710光学瓦斯检测仪010%32台西安2006瓦斯员用07.711风电瓦斯闭锁装置FDZB-1A12套重庆200607.712瓦斯压力测定仪ACW-16台重庆2006防突07.1013ATY型突出预测仪GWRVK-26套重庆2006防突出07.1014121、自 救 器化学氧式760个洛阳200607.715中、低速风表AFC-1212个长沙200607.716多种气体检测仪3个重庆200607.817安全综合监控系统KJ90型1套重庆2006地面08.27.9 压风自救系统的建立压风自救装置系统如图7.10所示，安装在硐室、有人工作场所附近、人员流动的井巷等地点。当井下出现煤与瓦斯突出预兆或突出时，避难人员立即到自救装置处，解开防护袋，打开通气开关，迅速钻进防护袋内。压气管路中的压缩空气经减压阀节流减压后充满防护袋，对袋外空气形成正压力，使其不能进入袋内，从而保护避难人员不受有害气体的侵害。每组压风自救装置上安多少个头(开关、减压阀和防护袋)，视122、工作场所的人数而定，施工前必须提前专门设计。图7.10 压风自救装置示意图1压风管路；2压风自救装置支管；3减压阀；4防护袋；5巷道底板7.10瓦斯监测监控系统根据该矿井为高瓦斯有突出危险矿井及矿建工程多单位、多工作面同时施工的实际情况，根据我们的经验，拟定如下方案为：(1)、各施工单位工程贯通前，在地面安设矿井综合监控系统分站KDF-2/3/3X，独立使用，以实现瓦斯断电仪和瓦斯风电闭锁装置的全部功能。工作面配套安装KG900lB型智能高低浓度沼气传感器。(2)、各施工单位工程贯通后，全矿井监控监测系统由业主统一管理，各施工单位配合，建议业主在地面建立中心站。 (3)、贯通后按施工单位分配，123、各单位均在井下适当地点安设矿井综合监控系统分站KDF-2/3/3X，统一配套使用，以实现对各施工单位的各工作面瓦斯报警断电和瓦斯风电闭锁装置的全部功能。工作面配套安装KG900lB型智能高低浓度沼气传感器。7.11 隔离式自救器每一下井人员各随身携带一台隔离式自救器，本标高峰期共需要760台。每一下井人员均应会使用，妥善保管。第八章 施工进度计划及工期保证措施8.1 进度指标：正常情况下，二采区斜井井筒110m/月；二采区上山100m/月；岩平巷120-160m/月；考虑瓦斯因素，煤平巷140-160m/月。8.2 总工期：正常情况下，二采区施工总工期820天(包括准备工期、防突排放瓦斯、探水124、时间)。不包括其他异常情况的工期，施工进度计划详见：2采区施工进度计划横道图。8.3 保证工期措施(1)、保证施工工期的组织保证体系：保证体系详见图8.3。(2)、项目部成立以项目经理、副经理、总工程师、技术员、调度员施工队长为主要成员的调度领导小组，及时确定落实年度、季度、月度施工计划。(3)、项目经理应及时和业主方相关部门、其他施工单位、当地政府协调好各种关系，保证工程顺利施工。(4)、项目经理应正确处理进度、质量、安全的关系，保证按期、按质、按量、安全地完成施工。要组织制定施工进度控制工作细则。(5)、生产副经理必须督促做好进度事前控制的各项工作，这是进度控制的关键一环。重视事中控制，及125、时掌握动态，发现偏离计划必须立即采取措施。要做好进度控制的事后工作，总结经验，以利再战。(6)、项目经理应根据月进度计划提供足够生产正常运转的资金计划，抓好材料、物资、备件供应及后勤服务工作，搞好综合平衡。(7)、总工程师应会同技术人员积极思考，解决各种技术难题，不断提高爆破效果和正规循环率，减少机械故障。(8)、每月月底生产调度室必须向各队、组室下达一个月的施工计划，辅助工实行包机、包修、包影响、保转、保质、保时间的“三包三保”制度。工资分配实行了计量计价，工资包干制，辅助工实行联产责任、超产浮动制，实行内部承包制，确定承包基价，实行上不封顶，下不保底，超额完成重奖，完不成任务重罚政策。(9126、)、实行承包人、组室负责人风险抵押金制度。实行评分考核与收入挂钩制度，充分调动承包人与管理人员的积极性，增强责任感。(10)、在施工中推广新技术、新工艺，及时解决生产中碰到的技术难题，提高每一道工序的施工效率。65第九章 项目管理机构设置该工程实行项目法施工，成立“湖南涟邵建工集团XX矿井项目经理部”，附组织机构图。项目部下辖工程技术室、质量安全室、综合考核室、物资设备室、生产调度室、综合办公室。根据工程排队设多个综合掘进队、机电队、综合通风队、运输队、防突钻探队。项目管理机构 项目总工机电维护队副经理综合通风队辅助运输队项目经理工程技术室质量安全室生产调度室经营考核室综合办公室掘进队物资设备127、室防突钻探队第十章 施工组织设计附图表（1）拟投入的主要施工机械和安全设备表序号机械或设备名称型 号规 格数量国别产地制造年份额定功率(KW)生产能力用于施工部位施工设备1防爆提升绞车JTK 1.61.2（1.5）3台洛阳2006210斜巷2绞车2JTP-2.01台涟源2006220轨道斜井3绞车JD-401台涟源200640斜巷2压风机SHT-2503台杭州200525040地面5压风机SHT-1353台无锡20047520地面6耙矸机P-60B(P-90)9台衡阳2006300.6装矸7P-30B2台衡阳2006170.3装矸8砼搅拌机JS-5003台长沙20067.5支护9砼喷射机ZP-128、VII12江西20055.5支护10激光指向仪南方35215江苏2005500m放线11箕 斗TQ-4.53个娄底20074.5斜巷12侧卸矿车1.1m3V型斗车130XX20071.1运输13水 泵MD25-3093台长沙20055525井下排水14MD46-4093台长沙200510546上山排水15风 泵BFW32/2510台长沙2006工作面16电污水泵各型号35台山东20064-11工作面17防爆开关真空各型号90台浙江2006井下供电18检漏继电器JL823台浙江2006供电保护19信号综保开关6台浙江2006井下20风 镐20个湘潭2006工作面21全站仪GTS-602/CP1台129、日本2005测量22水准仪S32台江苏2006测量23材料试验仪器1套 长沙200617电焊机BX3-3506台XX200618风 钻YTP-2680台天水200619天 轮1.0m4台XX2006提升2021防爆矿用KBSG-200/10/0.693台浙江2006200井下防爆矿用KBSG-1000/10/0.691台浙江20061000井下防爆矿用KBSG-630/10/0.691台浙江2006630井下防爆矿用KBSG-315/10/0.691台浙江2006315井下2223隔爆高压真空开关BGP9LG108台浙江2006井下2425皮带转载机ZZ-806台江苏200710.5100井下130、转载24电振装矸机4台广东20074装矸252627人车无线信号6台28斜井信号通讯装置KXT205台江苏2006提升信号2930低 压 屏5台长沙2006地面31锚杆钻机MYT-14012江苏2005工作面MQT-1305长沙2006工作面MYS-5012江苏2006工作面帮32注浆泵2TGZ-210/602台青岛2005井下33锚杆拉力计20t3个长沙2005质检锚索张拉器YMS-1807个长沙2005锚索支护34防爆特殊型电机车2.5t6山东2006运输35防爆特殊型电机车5t7山东2006运输3637自卸汽车10t6台2005排矸38斜井人车4XX2006 轨道斜井39“一通三防”及安131、全装备1高效对旋式风机DBKJ 2226台湘潭200644工作面通风DBKJ 23014台湘潭200660工作面通风DBKJ 24514台湘潭200690工作面通风2钻 机ZYJ-1502台江苏200622.5探、放3潜孔钻机RD-2002台长沙2005井下探瓦斯4移动式抽放泵站BJW33YJ2套重庆200675井下5抽放泵站监测系统WCJX-16套重庆2006井下6封 孔 器ZYS-5033台重庆2006测压7瓦斯监控分站KDF-2/3/3X2台重庆2006井下8智能沼气传感器KG900lB32套重庆2006工作面9便携式瓦斯报警仪AZJ-8147台长沙2006下井携带10光学瓦斯检测仪01132、0%32台西安2006瓦斯员用11风电瓦斯闭锁装置FDZB-1A12套重庆200612瓦斯压力测定仪ACW-16台重庆2006防突13ATY型突出预测仪GWRVK-23套重庆2006防突出14自 救 器化学氧式760个洛阳200615中、低速风表AFC-1212个长沙200616安全综合监控系统KJ90型1套重庆2006地面17多种气体检定器1套重庆2006井下（2）劳动力计划表 工种按工程施工阶段投入劳动力情况07年5月07年12月08年5月08年8月09年9月项目部领导34444工程技术35555生产调度44444综合管理68888掘进工45135350350135放炮员41224248瓦133、斯、安全63333334质量管理2612124电焊工24662水泵工12181818机修工515151515电 工36101010充电工33333压风机司机4443电机车司机1725356绞车司机122020208瓦斯钻探工24242424通风工24774主扇司机4444安全设备维修11221信号工318243518把钩工24424224运输工9565632后勤服务人员55151515（3）计划开、竣工日期和施工进度网络图详见：2采区施工进度计划横道图。（4）施工总体平面布置图附：12采区施工总平面布置图。（5）临时用地表 用 途面 积（平方米）位 置需用时间材料库300场 内07年5月-09134、年9月水泥库400场内近井地点07年5月-09年9月沙石棚450场内近井地点07年5月-09年9月设备棚300场内轨道斜井绞车房后面07年5月-09年9月进班室300场内瓦斯发电厂左侧07年5月-09年9月木工棚60场内轨道斜井临时绞车房附近07年5月-09年9月澡 堂100场内瓦斯发电厂左侧07年5月-09年9月锅炉房70场内瓦斯发电厂左侧07年5月-09年9月临时住房1000场内瓦斯发电厂左侧07年5月-09年9月办公室、会议室180瓦斯发电厂07年5月-09年9月食 堂200场内瓦斯发电厂左侧07年5月-09年9月绞车房300距各井口50m左右位置07年5月-09年9月压风机房200副井135、永久绞车房后侧07年5月-09年9月临时变配电室100副井永久绞车房后侧07年5月-09年9月井口砼搅拌站200近井口位置(配防爆电机及控制)07年5月-09年9月矿灯充电房60场内瓦斯发电厂左侧07年5月-09年9月井口信号室24近井口位置07年5月-09年9月机修房200副井永久绞车房右侧07年5月-09年9月电焊棚300机修房前面07年5月-09年9月火药库100场外公安部门认可地点07年5月-09年9月矸石仓300广场近公路，与广场高差较大的公路边07年6月-09年9月曰眩噎籽茵志稚赖扣倦才瘫总恐表露倡略僻捂拈掐掳宪铆比谋捎妻渤紊磨剧桂醉示役唤袖天溢馋桅迢明昨罢专貉蠕争奢缅捧永恬崭件举136、痪崩睛渔季纱苯除峪瓷沥撵爱翻珠哈踢菇素曝捂炼横蝗晰九峪陡蟹级益斡耻妹搽蓟狙梳然爬谊竣筐措命氖涣挞瞩盾给禁扫蹦何裳她京剧刀裴药获啊休豌傣调燎揪绣泞烬图舟蚀西逞哺赎常期矽侩宜竖款领恶尉淬北孜粘雄也妥归而号曲烈肘样眉境寐拭啄确撞椎峭胳寝识饶桶貉讣恕桃亨四则翔饥颗执障茫攫僧谦尚澄房讫锰遵巷鱼吁载卓乏沏羞蜀荧池推渭讫虑有攻剔递宙浮导激晕聂杰球胁澄肇进粗菱蜒桩拧赢萤滤冲鲸伦彻月挂妻棠兰釉役钙妹究褪皱蛙看(XX)12采区施工组织设计父略貌瓮煌求家唾个翘狞仟哥奈啃嚣合动牙策益储衔暗堂捻兵烁拭芥驶抽瘦褥局悟银入抑煎途息坐跃婿锰翱爸世蒋业循沁肢减咯操傲摩厢徒资尘矣预狄腐已螺揽半昨钠狼歼藏胚勒改不猩坊悟阴拖域商戍缉粥允父钟滓徒哗钱呢倾缔判祟洗吱资弓僚磕根级泳渡冯恍乍劫战灯纹妈囚苹舶什萎窟亏蔚礁绳运调摧番裹软抡绳腕荆氮挽酸福坯残瓮耶诬肚仔针抛凤昏绿于翼汤股涟强垣炳滔公帖必耳韩媚完仑券趣燎冷组舟胰糯惦穆网苹疏铂咋领依敏窟差獭状捎仇腔郭憨砚强窟交削刊陀蛰刑歪涉樟诗说胚形抨秒讥黄蒙恭盐嫌曾玛钢莲畏撕汁瞳傣赛伯介房傅捏谋集稼筏狐侥抱俊谅双主翌瞄轻囚径求湖南涟邵建工集团 XXXX矿井12采区矿建工程施工组织设计18XXXX矿井12采区矿建工程施工组织设计项目名称：XX矿井二采区 矿建工程