1、 矿井建设施工方案及施工组织第一节 井筒施工方案及施工组织表土施工方案的选择： 1表土层地质特征：根据李村矿井主井、副井井筒检查钻孔地质报告所揭露的地层，自上而下为：第四系黄土覆盖层、第三系、二迭系上统上石盒子组，二迭系下统下石盒子组、二叠系下统山西组、石炭系上统太原组地层。根据含水介质的岩型组合、空隙类型及含水特征，矿区内可划分为三大含水岩系，即：第三、第四系松散岩类空袭含水岩系；石炭、二叠系碎屑岩夹碳酸盐岩裂隙含水岩系；寒武、奥陶系碳酸盐岩裂隙岩溶含水岩系。本次井筒开拓仅穿越前两个含水岩系。由地址柱状图可知：李村矿井的工业场地处第四系冲积层厚度为90m左右，其下部含有砾石层；风化基岩根据邻2、近矿井情况厚度为55m左右，表土层不稳定；冲积层埋深120.50m，强风化埋深131.50m，中风化埋深137m，弱风化埋深171.30m。第四系及风化基岩均为含水层，第四系含水丰富，风化基岩含水性差异较大。2施工方案比较：2、1普通法施工：适用条件：普通法施工适用于表土层坚实稳定、结构均匀、且含水量较小或渗透性弱。 优点：成本较低；准备工作简单；工序简单，便于操作；施工速度快。缺点：使用局限性大。李村矿的表土段不稳定，涌水量大，不可采用普通施工法。2、2注浆法：适用条件：裂隙含水岩层或岩溶溶洞，裂隙宽度大于0.15-0.2，含水砂砾层，中粗砂层，细砂、流砂层；含水层距地表较浅、较厚，或含水层3、虽薄，但分层距离较近，注浆深度一般为500m左右。含水砂层埋深小于50m，层厚10m左右。优点：可在施工准备期进行，有利于缩短建井工期；作业条件好、安全。缺点：注浆深度大，要求钻孔技术较高，需分段止浆，工艺较复杂；孔深，需要大型钻机设备。李村矿的表土段地质特征为粘土，其次为泥岩、砂岩，注浆效果不佳，因此不可以采用注浆法。2、3钻井法：适用条件：以表土层为主的井筒施工；煤系岩层，其层厚约占全井深度1/4左右；岩石层虽较厚，但钻井直径较小，扩孔次数不多。以钻一次、扩一至二次为最佳；地质条件复杂，如表土层中的含水流砂层、膨胀性粘土较厚，岩石层涌水量较大的井筒施工。优点：施工速度快。缺点：成本高，所需4、设备较多。钻井法施工的全部作业均在地面进行，李村矿主井井筒直径较大，需要增加扩孔次数，影响钻井速度；其次钻井法施工在埋深达120.50m的冲积层可取得较好效果，但遇到泥岩、砂岩层时钻速较低、刀具费用较高，成本加大；最后工业场地狭小，不能安装大型设备。故不采用钻井法施工。2、4沉井法：适用条件：在不含有卵石、漂石，底部有隔水粘土层，总厚度在100m左右的不稳定表土层中。优点：需用设备极为简单，工艺简便，容易操作，准备期短易上马，工期短，成本低，井壁质量好。缺点：适用条件受限制，因井内不灌水，井内外压力不平衡。容易引起涌砂冒泥，地面塌陷，安全性较差。李村主井表土段和风化基岩段厚180m，厚度过大，5、立井垂直度要求较高，深沉井不宜准确掌握掘进部位，井筒的偏斜和下沉速度不宜控制，可靠性较差，故不选用沉井法。2、5混凝土帷幕法：适用条件：适用于下列地层的立井、斜井或其它地下工程的施工：粗砂、粉砂等各种流砂层；卵石含水松散地层；粘土含水地层；各种互层，特殊复杂地层。目前施工深度宜在100米以内，以下地层不宜采用：岩溶地层，严重漏浆地层，含承压水水头较高的砂砾地层。优点：施工较简单；施工准备工作和施工工艺较简单；设备和机具及其用电量均比较少；因此，准备工作期限比较短，有利于缩短建井工期。适应性强，封底可靠，可以有效地通过含有卵石、砾石、粉砂或地下水大等复杂冲击地层；还可以根据需要使混凝土帷幕嵌入稳6、定地层内一定深度，开挖井筒时不需要另做封底工作。工艺技术较为成熟质量较为可靠。 钢材、木材耗用量较小。需要的大宗材料水泥、砂子和石子易就地解决，有利于降低工程成本。改善了井筒开挖作业环境。缺点：施工深度浅，有局限性。李村矿矿井井深较深，不能采用混凝土帷幕法。2、6冻结法：适用条件：松散不稳定的冲积层、裂隙含水岩层、松软泥岩、含水量和水压特大的岩层；地下水含盐量不大，且地下水流速较小时（流速v1710m/s）,均可使用冻结法。井筒直径大小和深度基本上不受限制。优点：对地质和水文条件复杂的含水层、淤泥层、破碎带以及基岩含水层等的适应性强，施工安全可靠，为立井最常用冻结方案；整个冻结馆内盐水一次循环7、，克服温差过大引起短管现象；可利用盐水正反循环达到初期加强上部冻结和后期加强下部冻结；冻结器结构和工业、供液管安装均简单。缺点：施工工艺复杂，设备较多，管材消耗多，成本较高，工期准备时间长。根据地质报告和以上各种施工方案的对比，确定主井井筒表土及风化基岩段均采用冻结法施工，冻结段采用钢筋砼双层井壁，基岩段采用普通法施工。3冻结法施工方案的设计：3、1冻结方案的选择：1）一次冻结全深的方案特点：1、从地面到需要冻结的深度一次冻结。2、全部冻结管都穿过不稳定含水底层，一般插入不透水基岩10米以上。3、来自冷冻站的低温盐水进泵压入干管，经供夜管输入冻结管底部，并沿环形空间上升，经回液管到集液管、干管8、返回盐水箱内，如此反复循环，与地层经行热交换，以达到冻结的目的。适用条件：1、适用于各类地层。2、不宜采用其他冻结方案的地层。3、冻结设施能满足积极冻结期最大需冷量的要求。2）差异冻结方案特点：1、冻结管采用长短管间隔布置，下部长管间距较上部冻结管的孔间距大一倍，为使上下冻结壁的交圈时间和厚度相适应，可适当加大长管的供液管直径，采用正循环，而短管采用反循环。2、上部利用长短管共同冻结，尽快形成冻结壁，给井筒提前开挖创造条件，下部由于冻结管间距大，冻结壁较薄，减少了井筒下部的冻土挖掘量。适用条件：1、上部为含水丰富的冲积层，含水量较大，需要冻结，但地压，水压不大。2、冲积层以下的基岩厚度占井筒总9、深度的比例小，且与冲积层有水力联系。3）局部冻结方案特点：1、较一次冻结全深节约冷量，成本低。2、井下打钻工程量小，但施工条件较差，技术要求高。3、打钻及冻结工作 必须等井筒施工到一定深度后进行，延长井筒施工工期。4、在井内安装盐水管路不方便。适用条件：1、上部冲积层含水少和稳定性好，而下部含水性土层多，稳定性差。2.井筒穿过的地层只有中部或下部有少量厚度较小的不稳定含水层。4）分期（段）冻结方案特点：分期冻结是将一个井筒所需冻结深度，分为两段或两段以上进行顺序冻结，当上段冻结一定时间并转入井筒掘砌后，再开始下段冻结。使用条件：1、当冲积层较厚，中部较好的隔水层，可作为分期冻结的止水底垫2、冻10、结基岩段占冻结总深度的比例较大。根据李村矿地址柱状图、地层结构和水文地质，选用一次冻结全深冻结管不变径的冻结方法。3、2冻结深度的确定：井筒检查孔资料表明，主井冲击层底板埋深为120.50m，强风化埋深131.50m，中风化埋深137m，弱风化埋深171.30m，风化基岩根据邻近矿井情况厚度为55m左右。冲击层底部基岩风化严重，且两者有水力联系，冻结深度要穿过基岩风化带，深入不透水基岩10m以上，这样做的目的是使冻结壁底部形成“冻结底垫”防止底部透水事故的发生。选取15m，主井冻结深度暂定为190m。3、3冻结壁厚度的确定：1）盐水温度降低盐水温度对加快冻土扩展速度和提高冻结壁强度、稳定性有一11、定作用，但也相应的要降低冷冻设备的制冷效率和加大冷冻站的制冷量。根据国内的经验，设计层位的盐水温度一般可按冲击层厚度及井筒净直径选取。并根据不同深度的冻结壁承压需要选用冻结期的盐水温度，已达到有效的利用冷源，提高经济效益。参考建井手册，冲击层厚度100m120m6.0m，设计层位盐水温度参考-22-27。选取积极冻结期盐水温度为-27，维护冻结期盐水温度为-24。2）钻孔偏斜率和终孔间距钻孔偏斜率直接影响布置圈的直径和终孔间距。参考建井手册，冲击层埋深100m120.50m200m时钻孔偏斜率取0.2%0.25%，终孔间距取2.0m2.3m。主井井筒冻结较深，钻孔偏斜率选取0.2%，并每隔5012、m进行观测。终孔间距为2.2m。3）冻结壁平均温度根据选取的冻结孔间距L=1.3m盐水温度Ty=-27初选冻结壁厚度E=2.4以及预计的井帮温度Tn=1计算冻结壁平均温度。其中根据地压值和井筒掘进直径初选冻结壁厚度E选取2.4m，根据0.13H计算地压值P=0.13H=15.64MP。初步设计冻结壁平均温度为-8。4）冻结壁厚度计算参考建井手册，极限抗压强度在冻结壁平均温度为-8和砂土情况下为110MP；安全系数一般取22.5，取2.2；允许抗压强度由50MP；按拉麦的第四强度理公式： 2.73m。其中井筒掘进半径，为井筒净半径与井壁厚度之和。其中净半径3.25m，内壁厚0.55m，外壁厚0.13、5m。根据计算结果和经验，取井筒冻结壁厚度2.8m。表3-1 冻结壁计算参数表序号参数名称单位参数值1控制层地板埋深m120.502地压值MP15.643冻结壁平均温度-84冻土极限抗压强度MP1105冻土允许抗压强度MP506安全系数2.27冻结壁厚度m2.84简述施工方案和施工工艺：4、1破土：1）试挖 ：主井筒表土段试挖必须同时具备以下条件:1水文观测孔内的水位已有规律的上升并冒水；2测温孔的温度降至设计要求值，证实含水层的冻结壁已交圈；3按不同地区、地层的冻结速度以及冻结壁的平均温度推算，在井筒掘砌过程中，每一岩层的冻结壁厚度和强度均能符合设计要求。2）开挖前的准备工作:包括四通一平；14、临时工业建筑已交正常使用，并能适应井筒施工的需要；锁口、井口盘、井口棚、固定盘和凿井吊盘、稳绳盘施工安装；提升信号系统安装完毕；压风系统安装完毕；混凝土搅拌运输系统运转正常；冻结壁交圈后1020天后试挖及技术培训。3）正式开挖: 主井筒表土段正式开挖必须同时具备以下条件：1根据水文孔和测温孔资料，确认全部含水层的冻结壁均已交圈；2通过试挖已证实冻结壁已有一定的厚度，按冻土扩展速度推算，不同深度的冻结壁厚度和强度可以适应掘进速度要求；3正式开挖前的准备工作已全部就绪。 4、2提升与排矸：主立井井筒施工选用型井架，采用二套单钩提升系统，提均选用JKZ-2.815.5型提升机，配3.0m吊桶。首先挖15、掘机靠近井壁，与抓岩机同时挖罐窝，然后在吊桶两侧对吊桶集中装土，抓岩机在罐侧装土，挖掘机边松土边装土，两个吊桶交替提升运输。松动爆破时，配以大抓装罐。翻矸台为座钩式自动翻矸，经溜矸槽溜入落地矸仓，然后由自卸汽车排到业主指定的排矸场地。4、3排水：冻结法施工最大特点是防止井筒内部的涌水和径流，实现打干井，所以表土施工不设排水设施，但为了适应下部基岩段的施工，在井筒中应设置排水管和深水泵。4、4临时支护：主井井筒表土段采用短段掘砌单行混合作业，故不需临时支护。4、5段高确定：影响掘进段高的主要因素为：岩层性质，地压与冻结壁强度，冻结管偏斜和掘砌速度。井深50m以内，一般冻土未扩入荒径，井帮稳定性差16、，易引起片帮坍塌，采用短段掘砌，段高3m；井深50m100m范围内，一般冻土已接近或扩入荒径以内，冻结壁的厚度和强度的储备系数较大，井帮稳定性好，采用段高掘砌3m；井深150m以下，尽管冻土扩入井内较多，但由于冻结孔间距较大以及部分冻结管偏斜而靠近井帮，或偏入井内，使冻结壁有效厚度减薄，强度受到削弱，加上地压大，冻结壁强度的储备系数较小，尤其是粘性土层的流变特性更为显著，井帮易于变形和片落，掘进段高为3m。4、6永久支护（壁座、锁口）的施工：1）锁口施工：井壁冻结完成后进行临时锁口施工，根据现场实测,主立井井口标高为+936.80m，因此主立井临时锁口标高定为+9367.2m，主立井井筒利用上17、部的7m。采用短掘短砌，浇注采用金属组装模板，段高3m，浇注500厚的C25素砼作为临时锁口。为防止井壁下滑，设防滑壁墩。锁口安排在井筒冻结交圈前施工。在临时锁口井壁上口直接铺设封口盘，挖掘机留置于井下。待井筒施工完成后进行永久锁口2）外层井壁施工方法、施工材料：主井筒表土段外壁砌壁采用整体下滑液压金属模板，模板下部刃脚设有钢筋出口，搭接钢筋长度埋在土里并整平，用以钢筋搭接；搅拌站设在井口，通过溜槽将混凝土溜至2m 底卸式吊桶下至井下。吊盘上设分灰器，砼卸至分灰器内，再经由3根8分钢丝铠装耐磨胶管对称入模。入模砼使用插入式风动震动棒振捣。3）壁座施工：主井筒壁座掘进与井筒同时进行，矸石清理完毕18、，经技术人员验收壁座尺寸满足设计要求后，开始绑扎壁座钢筋，绑扎按由外向里的顺序进行，钢筋绑扎完，经甲方验收合格后，由下向上与井壁共同浇注。4）内层井壁施工方法、施工材料：为保证内层井壁的质量和施工速度，主井筒冻结段内壁采用十套金属组装模板套壁，浇注前，按设计要求绑扎钢筋，然后自下向上连续浇注内壁到锁口盘下口。在吊盘上盘下放钢筋，中盘连接钢筋，下盘稳模浇筑。下盘下部挂设辅助盘，用于拆模施工。每个班组拆、立、浇注三模（即3m），每个圆班连续浇注9 m。下料采用底卸式吊桶下到上吊盘，经分灰器对称入模；砼添加水泥用量35的JQ-P8型硅质抗裂密实防水剂。4、7施工期的确定：主井表土及风化基岩段外壁进度19、130m/月，套内壁进度300m/月，综合进度90.7m/月。表土及风化基岩段63天。井筒基岩施工方案：1井筒施工掘砌作业方式：1、1掘、砌单行作业：优点：工序单一,设备简单,管理方便,当井筒涌水量小于40m3/h任何工程地质条件均可使用。特别是当井筒深度小于400m,施工管理技术水平薄弱,凿井设备不足,无论井筒直径大小,应优先考虑采用掘砌单行作业。由于煤矿立井穿过的岩层多数为较松软、破碎或含水丰富的岩层,而这种施工方式允许在掘进后及时进行永久支护,适应性强。缺点：这种作业方式掘砌交替频繁,井壁接茬多,井壁的整体性和封水性有所降低。1、2掘、砌平行作业：优点：它是在有限的井筒空间内,上下立体交20、叉同时进行掘砌作业,空间、时间利用率高,成井速度快。缺点： 井上下人员多,安全工作要求高,施工管理较复杂,凿井设备布置难度大。1、3掘、砌混合作业：优点：这种施工工艺井帮围岩暴露时间短，能充分利用围岩自身稳定性，施工安全，不需要临时支护，简化了施工工序，辅助时间少，并能实现工种专业化，有利于发挥工人的操作技术水平，保证施工质量,提高正规循环率。缺点：这种作业方式掘砌交替频繁，井壁接茬多，封水性能差，施工管理要求高。 1、4掘、砌、安一次成井：优点：能利用永久罐梁来固定施工管路,简化了井内吊挂,也为利用永久井塔和提升机凿井提供了有利条件,它能有效地缩短整个井筒的施工期限,并能在最短的时间内过渡到21、平巷施工,有利于加快全矿井的建设。 缺点：施工装备逐渐重型化, 目前使用较少。李村矿主立井井筒基岩段深度超过400m，井筒净直径大于5.5m，凿井设备充足，施工技术及管理水平较强，根据建井手册及以上方案对比，施工采用掘砌混合作业工法施工。2 施工设备及设施的选型：2、1凿岩设备和爆破器材的选择：凿岩采用FJD-9型伞型钻架配9台YGZ-70型风动凿岩机进行，4.5m六棱中空钻杆，55mm“十”字型合金钻头，炮眼深度4.04.2m，爆破循环进尺3.6m。爆破采用中深孔光面，炸药选用T330型高威力水胶炸药，药卷直径采用45mm和35mm两种；雷管选用6m长脚线毫秒延期电雷管，最后一段延期时间不超22、过130ms；按光面、光底、弱震、弱冲的要求进行光面爆破。为防止瞎炮, 起爆采用研制的大功率直流电源放炮器。2、2抓岩设备：主立井采用HZ6型中心回转抓岩机，全机由抓斗、提升机构、回转机构、变幅机构、固定装置和机架等部件组成。李村矿主井井筒净直径6.5m，故选用2台抓岩机。2、3支护设备：主立井基岩段单层井壁段选用MJY3.68.2型单缝式整体移动液压金属模板砌壁。-180m-509m为双层井壁，外壁选用MJY3.69.1型单缝式整体移动液压金属模板砌壁，施工至509m时，再从下向上套内壁，采用10套金属组合模板，段高1.0m，循环倒用。2.4其他主要施工设备计划表：序号设备名称规格型号数量备23、注1凿井井架V1座2主提绞车JKZ-2.8/15.51台3副提绞车JKZ-2.8/15.51台4空压机SA-120A3台5凿井绞车JZ2-25/13008台JZ2-16/8009台2JZ2-16/8002台JZ2-10/60012台JZA2-5/10002台6提升天轮30003个25001个7凿井天轮100018个60034个单6004个双8吊桶3m2个9抓岩机HZ-62台10挖掘机CX55B2台11卧泵MD50-80*82台12开闭室KYBS-10（6）2所13箱式变电站ZXB-10(6)/0.4-2*6301台14主变电器S9-2500/10/62台15下井变电器KBSG-630/10（624、）/0.691台16风机专用变电器KBSG-315/10（6）/0.691台17通风机BKJ-62-21台18搅拌机JS-15OO4台19电子自动计量系统PLD-16002套20钻机TXU-1502台21注浆泵YSB-250/1201台YSB-130/161台QZB-50/601台3 施工方法和施工工艺：3、1掘进：凿岩方法采用钻眼爆破:1)爆破条件:序号名称内容1井筒名称李村矿主井井筒2井筒深度566.8m3掘进直径和断面7.5m S=44.2m24岩石类型表土占21.2%，砂岩占35.29%，泥岩占43.28%，煤0.23%，分f8及f6两类4瓦斯等级高瓦斯矿井5涌水情况最大为400m3/25、h6钻眼方式六臂伞钻7炸药类型水胶炸药8炮眼直径55mm9雷管类型毫秒延期电雷管2）爆破参数：圈别眼号眼数个圈径m炮眼倾角(0)炮眼深度炮眼位置装药量装药系数起爆顺序联线方式备注每个炮眼m每圈炮眼m眼间距mm眼圈距mm每个药包数个炮眼药量kg每圈装药量kg11661.6904.02480040064.8829.280.671.2 并联1.第二组数为f6时的爆破参数2.在井筒掘进断面中心另设一空心眼，不埋放炸药3.420.450043.2519.50.532716102.4904.04074085043.2532.50.45371482.63299032.4419.520.3431732164.26、1903.962.480470043.25520.4641528144.454.697032.4434.160.3443354225.8903.985.883020043.2571.50.4652948206.17895032.4448.80.4255586327.0903.9132.670043.25110.50.46664982347.487140.46502.1376.680.425687118327.4903.9132.672510.4414.960.2773）炮眼布置见附图一4）爆破预期效果：序号爆破指标单位数量1炮眼利用率%87.92每循环进尺m3.433每循环爆破实体岩石量m3127、59.744每循环炸药消耗量kg310.74（198.66）5单位原岩炸药消耗量kg/ m31.94（1.24）6每米井筒炸药消耗量kg/m90.59（57.90）7每循环炮眼长度m477.4（325.4）8单位原岩炮眼长度m/ m3 2.99（2.04）9每米井筒炮眼长度m/m139.59（94.87）10单位原岩雷管消耗量个/ m3 0.7611每米井筒雷管消耗量个/m32附图一：炮眼布置图3、2装岩：主井井筒净直径6.5m，故选用一台抓岩设备。抓岩机的操作要与井筒爆破、砌筑井壁协调进行。路线如下：吊盘下部悬吊（正在爆破施工）（爆破通风结束）抓岩机下放（吊桶到达位置）开始抓岩（抓岩结束）抓28、岩机提升至吊盘底部悬吊（找平）砌筑井壁。3、3支护：主井井筒采用掘、砌混合作业，段高较小，不需临时支护。基岩段采用素混凝土支护，支护厚度为500mm，混凝土强度等级为C35。施工时先按井筒设计的内径立好模板，然后将地面搅拌好的混凝土，通过管路送至浇灌的地点，浇铸而成。这种井壁具有可靠、成型规整、封水性好、便于机械化施工的优点。主立井基岩段单层井壁段选用MJY3.68.2型单缝式整体移动液压金属模板砌壁。-180m-509m为双层井壁，外壁选用MJY3.69.1型单缝式整体移动液压金属模板砌壁，施工至509m时，再从下向上套内壁，采用10套金属组合模板，段高1.0m，循环倒用。3、4辅助工作：提29、升和排矸提升方式的选择依据以下要求：矸石提升系统首先应能满足抓岩生产率和立井快速施工的要求；然后也应满足车场巷道施工时矸石提升的要求（未改绞前的提矸要求）；此外,凿井提升所需的安装时间要短,操作要方便,要能保证井上下安全生产。吊桶容积的选择：吊桶初步选择两个3m3座钩式吊桶。提升设备的提升能力，是按照提升循环时间图计算后不同深度时的提升能力。抓岩机将矸石装入吊桶提升出井，由各自的翻矸台自动翻矸系统经溜槽溜至地面，自卸汽车运到排矸场地。排矸公路自矿井工业场地西门起，与工业场地围墙平行向南布线，然后折向西南至矿井排矸场地，公路全长1.6km。该公路按厂外道路四级标准设计，路基、路面宽度。通风主井井30、筒施工工作面用风量计算如下： 按人数计算用风量：Q=430=120m3/min 按风速计算用风量：Q=600.15m/s33.2 m2=298.5 m3/min 按炸药量计算用风量：Q=25200.7kg=5017.5 m3/min 通风方式选择、设备选型、供风系统及悬吊方式：主井采用压入式通风。选用两台2BKJ6/30型230kw风机，风机风量为600260 m3/min，配800mm胶质风筒，风筒用钢丝绳固定悬吊在封口盘上。为降低风机噪音对周围环境的污染，局扇安装消音器，将局扇安装在井口专用机房内，风筒从封口盘进入井下。排水根据李村矿主、副立井井筒招标文件提供的有关地质水文资料，井筒涌水量31、较大。考虑到涌水量的不确定性和安全需要，在工作面利用一台或二台BQF-30/25型风泵，将水抽到吊盘上的5 m3的水箱内，用设置在吊盘上的MD50-808型卧泵排水至地面。排水管选用1084.5mm无缝钢管。为了满足施工过程中各种设备的悬吊，可在井壁内埋设吊挂管路的专用悬臂钢梁，这种悬吊方式承载力大，安全可靠，而且一根钢梁可以吊挂多种设备。压气供给设备型号单台耗风量(m3/min)打 眼抓 岩砌 壁使用台数耗用量使用台数耗用量使用台数耗用量伞钻FJD-97642风动马达3.513.5抓岩机HZ617234风 镐C101.244.8风动泵BQF-II5151525振动器2.5410合计4150.32、543.515 凿井期间用风量统计表 压风管与地面空气压缩机房布置方位相一致。钢管可由卡子固定于井壁上，一直到井下工作面。供电、照明和通讯供电：供电方式：根据甲方提供的供电条件，采用10KV双回路供电，拟在主井井口负荷中心附近建10kV/6KV临时变电所一座，采用箱式变电站集中供电。设备选型：设置KYBS-10(6)KV开闭室两个，ZXB-10(6)/0.4-2*630箱变一座，安装S9-2500KVA /10/6KV主变压器两台，一台KBSG-630/10（6）/0.69KV下井动力变压器、一台KBSG-315/10（6）/0.69KV风机专用变，分别向井上、下施工动力设备、照明及生活设施供33、电。信号照明： 在井口设信号室，采用KJTX-SX型成套信号系统，井下信号经井口信号室转到绞车房，井口及绞车房均有声光指示系统，并具有信号显示记忆功能。井口和吊盘配有探头，绞车房内通过电视监控系统可以对井口、吊盘及施工迎头进行监控。主立井井口和稳车群设置自振式水银灯，井筒内在吊盘下均设置一台新型DKS250127型竖井矿用投光灯。通讯：主立井井筒吊盘上设置抗噪音防爆电话机，通过井口交换台与地面、井下各重要场所进行通信联系，项目部安装40门程控电话自动交换机，以满足生产、调度、指挥之用。对外通过安装直拨电话进行联系。 井内电缆悬吊布置： 管路和电缆的布置原则：（1）管路、缆线以及悬吊钢丝绳均不得34、妨碍提升、卸矸和封口盘上轨道运输线路的通行;井口通过车辆及货载最突出部分与悬吊钢丝绳之间距不应小于100mm。另外,管路位置应充分考虑建井第二时期管路的使用。（2）风筒、压风管和混凝土输送管应适当靠近吊桶布置,以便于检修,但管路突出部分至桶缘的距离,应不小于500mm;超过500m时,宜采用井壁固定吊挂。此外,风筒、压风管、混凝土输送管应分别靠近通风机房、压风机房、混凝土搅拌站布置,以简化井口和地面管线布置。另外,压风管的位置不要影响梁窝开凿。（3）照明、动力电缆和信号、通讯、放炮电缆的间距不得小于300mm,信号与放炮电缆应远离压风管路,其间距不小于1.0m,放炮电缆须单独悬吊。成井速度：本35、次设计的炮眼深度是4m，炮眼利用率是90%，循环进尺是3.6m，每个循环是24个小时，正规循环率90。大体上分成钻眼爆破、出矸找平、立模砌壁和出矸清底这四个大工序，且分成4个班，实行四六制，每个班工作6个小时。每个月的成井速度是97m。主井基岩段外壁循环作业图：井筒安装工作：凿井平面布置图：见附图二序号名称规格单位数量备注1主提吊桶3m3台1座钩式2副提吊桶3m3台1座钩式3抓岩机HZ-6台24卧泵MD50-80*8台15压风管1594.5趟1600m井壁固定6供水管573.5趟1600m井壁固定7注浆管573.5趟1无缝管井壁固定8排水管10810趟1600m井壁固定9动力电缆U370+1136、6趟1600m10放炮电缆U316+16趟1600m11信号电缆U36+14趟4600m12通信电缆U36+14趟113照明电缆U36+14趟1600m14风筒800胶质趟2封口盘悬吊附图二：主井平面布置图1井筒永久装备工作的内容：包括罐道梁、罐道、井底支承结构、钢丝绳终端设施以及过卷装置、托罐等井内装备的安设。其中罐道和罐道梁是井筒装备的主要组成部分。1、1罐道梁的安装：首先将凿井用的吊盘改造成安装罐道梁用盘，吊盘的层间距和罐道梁的层距是一致的。下层盘钻锚杆眼，上层盘安装罐道梁。1、2罐道安装：罐道安装时在吊架上进行的，先安装中间并列两侧，再安装两边单侧罐道，最后用罐道水平间距尺检查。2安装37、方案：井筒安装可分一次安装和分次安装两种方式。其安装方向也分由上向下和由下向上两类。一次安装又具体分为分段循环一次安装法和逐层连续一次安装。2、1一次安装：优缺点：工时利用率较高，施工速度快；避免了工作盘的上下多次起落,减少了辅助作业时间；有利于提高工程质量；工作组织较复杂，但近来由于采用树脂锚杆固定井筒装备，为一次安装提供了有利条件；需要设备设施较多，吊盘要有活动折页，结构复杂。2、2分次安装：优缺点：简单、安全；能适应各种罐道梁层格布置；但安装设施需两次改装、施工工序重复、繁琐、施工时间长。根据主井施工设备及施工条件，安装方案选取一次安装。第二节 井巷过渡期主副井贯通方式及贯通通道的确定：38、井筒施工安排风井提前两个月施工，主、副井共用一个冻结站，副井积极冻结期结束后，施工期间，主井开始积极冻结，待副井施工42天后，主井开始施工，由施工工期可知，主副风井可以同时施工到井底。主、副井到底后，应尽早安排短路贯通，以便为提升、通风、排水、运输和供电等设施的改装创造条件。选择临时贯通巷道时,应考虑的原则是：(1)主副井之间的贯通距离最短（尽可能直线）,弯曲最少,便于车场施工初期两井之间的运输调车；(2)巷道位置要考虑主井临时改装时的提升方位和二期工程（过渡期）重车主要出车方向；(3)应充分利用矿井设计中原有的辅助硐室和巷道,如无辅助硐室和巷道可利用,则应注意所开临时巷道在今后生产期间的充分39、利用,以减少施工费用；(4)与永久巷道或硐室之间应留有足够的安全岩柱（特别是在煤层中开巷）。组织巷道快速施工,清理撒煤硐室通道作为贯通巷道，由副井施工队施工，与副井井底车场南侧贯通。贯通通道如图所示：主副井短路贯通临时巷道示意图1副井马头门；2副井；3液压硐室；4贯通巷道；5主井；6清理撒煤硐室主副井提升设备改装方案和施工的技术措施：1提升设备改装的原则：1）保证过渡期短，使井底车场及主要巷道能顺利地早日开工；2）使主副井井筒永久装备的安装和提升设施的改装互相衔接；3）改装后的提升设备应能保证井底车场及巷道开拓时期全部提升任务。2提升设施的改装方式的选择：提升设施的改装有两种方式：主井-副井-40、主井改装方式和副井-主井改装顺序。主井-副井-主井改装顺序，改装方案的特点是:随着主副井提升的交替转换,提升能力在不断增加,副井吊桶提升为井下施工服务的时间很短,待主井换用临时罐笼后,基本上可以满足井底车场施工的需要。到车场施工全面展开,井下机电安装已经开始,需要更大的提升能力时,副井的永久罐笼已交付使用了。副井-主井改装顺序，这个方案的最大不足之处是吊桶提升为车场施工服务的时间过长,尽管可在井底设有临时卸矸台,但是提升仍受限制,大型设备下放不方便,人员上下也不安全。根据以上所述，第一种方案较第二种方案有很大的优势。概括为：能很好的满足矿井提升能力的要求；为矿井的人员及材料提升可靠的安全保障；41、方便和加快大型设备的下放和提升。综上所述，本次设计选用主井-副井-主井改装顺序的方式。3施工的技术措施：两个井筒同时到底后，1）主井改装为临时罐笼（多用钢丝绳罐道）。同时,副井向主井短路贯通,副井暂用V形矿车通过溜槽向副井吊桶内翻矸。因为设计凿井设备布置时已考虑到提升改装这个因素,改装工作只一两个月左右即可完成。2）一旦主井临时罐笼能正常运行,可以担负井下施工的提升任务后,副井即停下来,进行永久提升设施安装,包括:换永久井架(或井塔)；安永久提升机；装备井筒,挂罐笼；试运转等；并一次建成井口房。用钢井架,一般提升机,此阶段约需五六个月左右；用井塔,多绳摩擦轮提升机,一般需时1年左右。3）副井安42、装完毕能担负井下施工任务时,主井再拆去临时罐笼,进行永久提升设备安装。其中为了保证贯通后的提升能力,副井投入使用的时间至迟应在主副井与风井贯通前。过渡期的运输、通风、排水系统及设备的改装措施：1运输系统的改装：本次设计的井巷过渡期运输与运输系统的变化，按照时间顺序，可以分为三个阶段。1、1主副井未贯通前：主副井到底后，在进行主副井贯通巷道掘进时，一般用吊桶提升。当运输距离在7.0m以内时，可将矸石直接装入吊桶，当运输距离大于7m时，应铺设轨道以便运输。1、2副井吊桶提升期：这一时期是指主副井贯通后主井正在进行改装，运输距离一般在30-100m，故多采用V形矿车，其容积为0.6m，运输比较轻便灵43、活。巷道的各直角交叉点处可铺设调车用的转盘。矸石用V形矿车翻装到吊桶内，地面的排矸运输系统与凿井时期相同。1、3主井临时罐笼提升期：这一时期是指主副井贯通后主井正在进行永久改装，有若干个工作面，运输距离在200-300m以上，这时已经使用了临时罐笼，采用1tU型矿车。同时设有临时翻罐笼进行翻矸。从翻罐笼到排矸场之间用V型矿车进行运输排矸。直到副井永久安装完毕，才停止主井临时罐笼提升，使用副井永久罐笼提升，这时井上下运输工作可以大为改善。2通风系统的改装：当主副井未贯通前，仍然是利用原来凿井时的通风设备进行通风，但需将风筒接长到各掘进工作面。主副井贯通后，应迅速改装通风设施，使之形成主井进风，副44、井出风系统。通风设施的改装方案为：将主副井内原有的风筒分别拆除,然后将主要通风机移到井下主副井贯通联络巷内,仍保持主井进风，副井出风的通风系统。如下图所示：图43主副井贯通后通风设施的改装1主井；2副井；3局部通风机这个方案,虽然增加改装工作,但便于密闭,能增加有效风量,两个井筒内均无风筒,通风阻力较小,对井筒改装工作也有利。对独头巷道,可以安设局部通风机辅助通风。在设计通风系统时,应注意同时串联通风的工作面数最多不超过3个。超过时,各工作面爆破顺序必须由里到外先后进行,人员应同时全部撒出。有时为了改善通风效果,避免多工作面串风,可采用抽出式通风或增开辅助巷道。尽量避免把风门设置在运输繁忙的巷45、道内。3排水系统的改装：由立井掘进过渡到井底车场及平巷掘进的排水工作是比较简单的,一般可分为3个主要阶段。1主副井联络巷未贯通前,仍然利用原有的凿井吊泵,分别由主副井水窝往外排水。2主副井贯通后,主井提升设备改装阶段。拆除主井排水吊泵,主井涌水用卧泵排到副井井底,共同利用副井吊泵往外排水,涌水量大则改用卧泵排水。3主井临时罐笼提升,副井进行永久装备阶段。可在副井马头门处安设临时卧泵,从副井井底吸水,经敷设在联络巷道和主井井筒中的排水管将水排出地表。这时,井底车场和平巷掘进的涌水都汇集到主副井井底。当涌水量甚大时,需要把主、副井联络巷扩大一段,作为临时泵房和变电所,同时开凿一个临时小水仓。在副井46、永久装备完成前,一般井下中央水泵房和管子道应已完工,此时可以利用永久水仓、水泵房和副井井筒中的永久管道进行排水。主副井井底的水,利用卧泵排到巷道水沟中再流入永久水仓。4其他系统的改装：在井底车场施工时,还要解决好井下的压风供应、供电及供水等工作。车场施工全面展开后,所用压风量大于两个井筒施工时的用量,而主副井交替改装后,压风也只能由一趟管路供应。所以最初选用的管道直径,不应小于150mm。在井筒掘进之前选择压风机时,应考虑车场及采区巷道施工期间对压气的需要量。主副井贯通后,井下耗电量大为增加,除要供应临时水泵、局部通风机和装岩机外,还有施工水仓和清理斜巷用的绞车等。这些设备多为380V的电源。47、因此为了从地面送高压电,井底车场内应设临时变电所,最好和临时水泵房一起设在等候室中。为保证湿式钻眼,供水工作也不能忽视。若从地面供水,井内应设专门供水管路,若直接从井下取水,必须注意水的清洁,以免堵塞管路,影响正常钻眼工作。井巷过渡期施工队组安排：在刚掘进到井底时，由2个队分别在副井沿空重车线，重点是短路贯通的施工，并且同时进行主井改装；待贯通后就可以增加施工队组，本次设计定成4个队组，此时用主井临时罐笼提升，然后进行提升、通风、排水、运输、供电等设施的改造，在主井轻重车线进行施工，同时进行副井的永久改装；最后待副井永久改装完成后就用副井提升，此时的提升能力已经比较大，所以用9个队组进行施工。48、第三节 井底车场巷道及硐室的施工井底车场巷道及硐室施工概况：1安排的原则：1、1井底车场巷道施工安排原则：车场巷道施工顺序的安排除应保证主副井短路贯通及连锁工程项目不间断地快速施工外,同时还必须积极组织力量,掘进一些为提高连锁工程的掘进速度和改善其施工条件所必须的巷道。如:尽快形成环形运输系统,提高运输能力； 沟通通风环路,改善通风条件,改变独头通风的困难；沟通排水系统,改善工作面掘进条件等。1、2井底车场硐室施工安排原则：与井筒相毗连的各种硐室(如马头门、装载硐室、井底水泵房等)在一般情况下应与井筒施工同时进行,箕斗装载硐室的安装应在井筒永久装备施工之前进行。各机械设备硐室的开凿顺序应根据使49、用先后和安装工程的需要来安排。一般为了早日利用永久排水设备而应尽先施工井下变电所、水泵房和水仓,煤仓和翻笼硐室工程比较复杂,设备安装需要的时间较长,所以也应尽早施工。其它如电机车库、消防列车库、炸药库等应根据对它们的需要程度不同分别安排。服务性的硐室,如等候室、调度室和医疗室等，其施工先后对建井工作影响不大,一般可作为平衡工程用。但为了改善通风、排水和运输系统,有时也应提早施工。在车场内每掘到巷道或硐室的交叉点处若不能一次筑成时,应向交叉道掘进5m左右,并砌好这段巷道,以免时间长容易造成片帮垮落,以便于以后增开掘进工作面。2井底车场巷道及硐室施工顺序：矿井井巷工程按照主、副、风三个井筒到底后依50、次展开的井巷连锁工程分为三个施工区进行排队。2、1主井施工区：主井井筒箕斗装载硐室马头门临时改绞清撒硐室及通道与副井贯通。主1施工队：主井井底连接处（南）主副井联络巷主井临时改绞清撒硐室（南）清撒硐室南通道（辅助运输巷）1号交岔点及调车线南翼轨道运输石门； 主2施工队：主井井底连接处（北）清撒硐室（北） 清撒巷道（北）沉淀池入口交岔点及清撒北巷道沉淀池硐室水仓入口交岔点水仓入口斜坡段内水仓管子道；主3施工队：主变电所通道主变电所主排水泵房硐室通道主排水泵房硐室外水仓吸水井、配水井、配水巷。2、2副井施工区：副井井筒马头门重车线、空车线与主井贯通临时改绞。副1施工队：副井井底连接（南）及控制配电51、硐室主副井联络巷矸石重车线、材料空车线2号交岔点井底车场绕道（南）3号交岔点人车存车线南翼一号进风石门；副2施工队：副井井底连接（北）矸石空车线、材料重车线4、5、6、7号交岔点车场绕道南翼二号进风石门；副3施工队：等候室北通道井下急救站井下工具备品保管站等候室等候室南通道进风通道南翼轨道运输石门延伸上仓皮带运输机斜巷煤仓上口硐室1号煤仓2号煤仓。2、3中央风井施工区：中央风井井筒马头门临时改绞。风1施工队：井底连接车（南北各10km）临时改绞主风井联络巷机车修理充电间及个联络巷煤仓下口检修斜巷；风2施工队：1号回风石门；风3施工队：2号回风石门；风4施工队：3号回风石门。井底车场施工进度概况52、：见附图1 井底车场施工进度计划表井底车场施工进度总图：见附图2 井底车场施工进度总图第四节 采区巷道施工移交生产前采区的开拓工程量和工程特点：1开拓工程量： 采区开拓工程量表序号工程名称坡度()岩石硬度系数涌水量(m3/h)巷道长度断面形状掘进断面积(m2)掘进体积(m3)巷道支护铺轨煤岩方式厚度(mm)锚杆(根/m)金属网(kg/m)轨型道渣单道长(m)1运输顺槽523104950矩形17.586625锚杆18锚索0.7根网64.52回风顺槽523105050矩形19.899990锚杆20锚索0.7根网69.93进风顺槽523102860矩形13.350050锚杆17锚索0.7根网64.553、30无32404联络巷52351170矩形9.911583锚杆15网305开切眼122310220矩形25.55100锚杆22锚索1根网76.86采区变电所3231035半圆拱703混砌3007采区变电所通道923520半圆拱6.8442锚喷100118采区泵房变电所3231030半圆拱603混砌3009泵房变电所通道923520半圆拱6.8136锚喷1001110采区泵房硐室3231027半圆拱563.4混砌30011泵房硐室通道923520半圆拱6.8136锚喷1001112吸水井90465半圆拱80混砌20013配水井90465半圆拱180混砌20014配水巷3465半圆拱170混砌2054、015吸水井、配水井壁龛9465半圆拱50混砌20016管子道323520半圆拱9.6192锚喷12017水仓入口323520半圆拱11.3226混砌25022固11.318水仓入口交岔点3465半圆拱310锚喷150计535总0.94t22固1619水仓斜坡段2546542半圆拱11.3474.6混砌25022固4220水仓3465130半圆拱11.31469混砌25022固130总计142042工程特点： 采区特征表序号项目名称单 位指 标1采区走向长度m24002采区倾斜长度m24603采区面积Km25.904开采煤层3号煤层5煤层厚度m0.885.8，平均4.766煤层倾角度根据地震资55、料，一般35，局部达12227可采储量Mt25.33采区巷道包括采区车场、采区上山、区段运输平巷、回风平巷、溜煤眼等，其中大多是沿煤层、半煤层中掘进。其特点是：1）采区巷道一般是沿煤层掘进，因此，常受到瓦斯和煤尘的威胁。此外，还要注意放水，防止采空区积水造成损失。所以要加强管理和采取有效的技术措施。2）由于煤层褶曲并有断层，所以在施工时，必须个根据生产要求和安全规定对巷道进行定向。3）采区巷道所穿过的煤层坚固性差，随着回采工作面的移动，采区巷道要受到地压，所以要管理好顶板和合理选择支护方式。4）采区巷道为采区生产服务，所以一般远离井底车场，掘进工作面多且分散，通风和运输较复杂。采区巷道施工方案56、和施工顺序：1施工方案：采区的特点为东高西低，采区边界处无井筒，故采用下山掘进。为了提高矿井建设速度及节省工程费用，所有采区巷道及准备巷道均沿煤层掘进。根据巷道布置，3号煤煤层顶底板物理力学性质，为便于锚杆、锚索支护作业，防止冒顶，南翼集中大巷除带式输送机大巷、进风大巷沿煤层底板布置外，其他三条均沿顶板掘进。为了便于工作面巷道维护，工作面巷道沿煤层顶板掘进。工作面和沿煤层掘进的巷道以及联络巷一般均采用矩形断面；井底车场、过构造带和工作面巷道“抬头段”等穿层巷道、硐室工程均采用半圆拱形断面。巷道断面以通风能力、运输设备外形尺寸及安全间距的大值确定，硐室工程以设备外形尺寸及检修、安全间距确定。所有57、巷道除局部必要的部位采用混凝土砌碹和支架支护外，均为锚喷、锚网喷、锚网梁喷支护，必要时增加锚索补强；一般硐室采用锚喷支护，特殊大型硐室钢筋混凝土或混凝土砌碹支护。2施工顺序：2、1组织采区巷道施工时应考虑的因素：应提前施工主、副井与风井贯通的巷道，连锁工程的采区下山应先安排施工，工程量大的一般也要提早施工。凡工程量大，距井筒远，直接影响建井工期的采区工程应提前安排施工。为了解决通风问题，高瓦斯矿井的采区开拓，一般应在主副井与风井贯通并形成负压通风系统后，再开拓采区煤巷。在建井期间为探明地质情况的采区工程应先行施工。采区煤巷，一般应先开回风、进风巷，沿煤层走向探清等高线以及上部水文地质条件，为掘58、进运输巷道探明地质情况。有煤与瓦斯突出危险的矿井，一般应先开岩石巷道，然后开溜煤眼、联络眼，从岩石巷中揭开煤层，排放瓦斯，然后进行施工。由于煤巷地压较大，施工过早，则维持量过大，所以新建矿井多在试运转前安排施工。2、2施工顺序：根据排队情况，井巷工程最先到达工作面切眼的线路是：1）主井集中轨道运输巷1303工作面进风巷1302工作面回风巷。2）副井集中胶带机输送巷1302工作面输送巷1301工作面进风巷1302工作面开切眼1302工作面瓦斯尾巷。3）副井集中进风巷1301工作面输送巷1302工作面进风巷。4）风井南翼进风大巷爆破材料发放硐室南翼回风大巷南翼大巷联络巷南翼胶带机输送大巷南翼轨道巷59、溜煤眼联络巷溜煤眼1301工作面开切眼1301工作面瓦斯尾巷。5）风井1号集中回风大巷采区变电所及通道采区泵房及通道采区泵房硐室及通道采区吸水井、配水井、配水巷水仓、入口和交叉点1303工作面回风巷。6）风井2号集中回风大巷瓦斯专用排放巷1301工作面回风巷1303工作面输送巷1303工作面开切眼1303工作面瓦斯尾巷。 采区巷道施工的主要安全技术措施和进度安排：1安全技术措施：1、1爆破安全技术：煤矿井下必须按矿井沼气等级使用相应的炸药和雷管，不得使用含水量超过0.5%的铵锑炸药。在有沼气或煤尘爆炸危险的煤层中和距煤层10m以内时，必须使用煤矿许用炸药和雷管，雷管最后一段的延期时间不得超过160、30毫秒；炮眼的装药量和封泥量以及封泥材料必须符合煤矿安全规程要求；装药前和放炮前，必须检查放炮地点20米以内风流中的沼气浓度，达到1%时禁止放炮；放炮母线和连线不得同钢轨，钢管等导电体接触；放炮员必须最后离开放炮地点，到安全地点放炮，并且放炮前发出警告信号；放炮通风后必须仔细检查放炮地点的瓦斯、瞎炮、危岩等情况，如有险情及时排除。 1、2通风安全技术：在采掘工作面的进风流中，氧气不得低于20%，二氧化碳不得超过0.5%，采区进、回风巷必须贯穿整个采区，严禁一段为进风巷、一段为回风巷；采、掘工作面应实行独立通风。井下机电设备硐室应设在进风风流中。采区变电所必须有独立的通风系统。加强采掘工作面的61、通风；严格执行瓦斯检查制度，特别是在巷道过构造时更应加强监测，防止瓦斯超限。对废巷、停工、停风的盲巷及采空区要及时封闭。随时监测工作面上隅角、采空区边界、采煤机和综掘机附近、胶带机头附近、工作面后刮板输送机机头附近、顶板冒落空洞内、低风速巷道顶板附近、停风的盲巷等处的瓦斯浓度，及时处理这些地点局部积聚的瓦斯，防止瓦斯浓度超限。巷道揭露煤层时，要按照煤矿安全规程采取必要的瓦斯预防措施。采煤机和综掘机割煤时，如遇夹石或切割顶底板时，在开机前应测定工作面瓦斯浓度，使之不超过煤矿安全规程允许值，以免切割岩石时发生火花引起瓦斯爆炸。井下各电气设备在启动前必须先进行瓦斯检查，严禁带电检修电气设备。井下爆破62、器材的使用及操作工艺必须遵守煤矿安全规程的有关规定。1、3粉尘安全技术：综采放顶煤工作面进行煤体预注水、配备井下工程钻机和煤层注水泵。为使注水能充分渗透煤层，且避免与回采工作面相互干扰，注水需超前工作面55100m。采煤机和综掘机都采用内、外喷雾，放顶煤支架架间喷雾使用正常，喷嘴不堵塞，局部岩巷掘进采用湿式凿岩、放炮喷雾等措施。采掘工作面、运煤转载点，煤仓上口等易产生粉尘的地点设置喷雾降尘装置，且设置粉尘传感器，以控制和监测产生粉尘地点的粉尘浓度。经常检测风流中的粉尘含量，定期清扫和冲洗巷道周壁，减少粉尘积存。采区回风巷道、掘进巷道、主要回风大巷都必须安装风流净化水幕，水幕雾化要好，能封闭全断63、面。按规定设置隔爆设施。隔爆水棚的设置地点、数量、水量、安装质量都必须符合规定要求。1、4片帮、冒顶事故的预防：加强地质及水文地质工作，尽早判断不良地层的位置和形态。认真拟定在不良地层中施工的方法及措施，准备充分的资料与器具。在不良地层中掘进，认真选择爆破方法严格控制炸药量，原则合理的支护形式，即使进行支护工作。加强一次成巷的管理，缩短围岩暴露时间，保证永久支护的质量。严格执行操作规程、交接班和安全检查等制度，及时处理隐患。合理选择巷道位置，合理设计巷道支护形式与结构。有冒顶危险时，决不许留空顶距，工作应转为以支护为之中心，不追求进度，以支护考核工作量，更不应盲目大量出渣。施工中应经常注意观察64、地压变化，加强顶板管理预防冒顶。 1、5防火安全技术：按煤矿安全规程有关规定设置了井下消防材料库，按规定配备了消防列车、灭火材料与器材。井下主要机电硐室设置防火门。井下爆破材料库和爆破材料发放硐室均采用独立通风系统和隔爆设施。禁止一切人员携带烟草和点火工具下井，井下及井口房内一般不准进行焊接作业。正确选择和合理使用电气设备，加强维护，保证输电线路完好，设备正常运转，防止发生事故。采用阻燃和防静电的胶带、不延燃电缆、风筒和不燃液。在胶带输送机头和主要机电硐室设火灾报警和灭火装置。各胶带输送机巷均铺设消防管线，每隔一定距离设有消防水龙头。井下不存放汽油、煤油和变压器油。井下擦抹机械用过的棉纱和布头65、等放在盖严的桶内，定期送往地面处理。1、6防治水安全技术： 对采场和掘进层位的水文地质情况要提前做好预测，制定预防措施和作业规程，对可能发生突水事故的区域都要进行探放水后方可掘进。当巷道穿过断层时，应切实加强探水工作，事先做好一切预防措施，防治地下水的突然涌入，全部排水设备装设完备后，方可使巷道穿越断层。巷道过断层及陷落柱时，要采取探放水措施，先探后掘。探清楚其范围及水力联系，并留有足够的安全煤柱。一旦发现断层或陷落柱有导入地下水情况时，矿井必须视为水患矿井，并采取相应的措施。井下巷道除轨道运输大巷外均沿煤层布置，受煤层起伏影响较大，巷道中难免会出现积水现象，在矿井生产期间应根据实际情况，在巷66、道适当位置设置水窝，由小水泵将水窝水排至井底车场水仓，保证井下巷道运输畅通。及时清理巷道水沟，保持其畅通与清洁。2进度安排：根据国内生产矿井巷道掘进实际水平，并结合本矿井瓦斯含量高的特点，确定巷道掘进度指标如下：综掘：煤巷 300m/月 半煤岩巷 200m/月普掘： 120m/月施工队施工完井底车场后即转入采区巷道的施工，进度安排如下：主1施工队：井底车场集中轨道运输巷1303工作面进风巷1302工作面回风巷。副1施工队：井底车场集中进风巷1301工作面输送巷1302工作面进风巷。副2施工队：井底车场集中胶带机输送巷1302工作面输送巷1301工作面进风巷1302工作面开切眼1302工作面瓦斯尾巷。风1施工队：井底车场南翼进风大巷爆破材料发放硐室南翼回风大巷南翼大巷联络巷南翼胶带机输送大巷南翼轨道巷溜煤眼联络巷溜煤眼1301工作面开切眼1301工作面瓦斯尾巷。风2施工队：井底车场1号集中回风大巷采区变电所及通道采区泵房及通道采区泵房硐室及通道采区吸水井、配水井、配水巷水仓、入口和交叉点1303工作面回风巷。风3施工队：井底车场2号集中回风大巷瓦斯专用排放巷1301工作面回风巷1303工作面输送巷1303工作面开切眼1303工作面瓦斯尾巷。