1、和善矿井兼并重组整合项目施 工 组 织 设 计目 录前 言7第一章 矿井工程概况101.1交通地理10地形地貌10水系及主要河流10气象特征101.2地质概况10地层10含煤地层12构造14煤层及煤质15矿井瓦斯18矿井水文地质18第二章 矿井建设施工准备及工业广场布置232.1四通一平242.1.1 道路242.1.2 供水242.1.3 供电242.1.4 通讯242.1.5 场地平整242.2测量定位252.3大临建安工程及施工总平面布置252.4永久建筑及设施利用252.5职工生活保障措施：25第三章 井巷工程施工及辅助系统263.1 施工顺序及关键线路确定263.1.1 施工顺序262、关键线路确定273.2 井筒及相关硐室施工27主、副斜井井筒施工方案：29回风立井井筒施工方案：353.3临时提升接替44临时提升接替方案44副斜井临时改绞方案45回风立井临时改绞方案453.4主要巷道及硐室施工45二、三期工程施工总部署48井下施工探放水及过老空措施：48井下煤仓及其他硐室施工53岩石平、斜巷施工54煤巷施工55切眼施工56施工进度及工期56劳动力配备计划573.5井巷工程施工辅助系统58提升系统58压风系统76通风及监控系统80排水系统- 97 -供电系统- 98 -井上、下运输系统- 108 -井上、下供水系统- 109 -照明、信号及通讯- 109 -建井期间测量- 13、09 -井巷工程施工主要设备- 110 -第四章 地面建筑工程施工- 116 -4.1工程概况- 116 -4.1.1 提升系统：- 116 -原煤生产系统：- 116 -通风、压风系统- 117 -供电系统- 117 -供热系统- 117 -给排水系统- 117 -4.1.7污水处理系统- 118 -辅助生产系统- 119 -排矸系统- 120 -行政、生活福利、居住建筑- 120 -4.2气象情况- 121 -4.3地质条件- 121 -4.4主要工程施工方案- 121 -土方施工- 121 -钢筋混凝土基础施工- 121 -有防水、防渗水要求的地下构筑物施工- 122 -钢筋混凝土框架、4、框排架、框架剪力墙结构施工- 122 -钢结构施工- 123 -混合结构施工- 124 -建筑工程给排水、采暖、照明配电系统安装- 124 -装饰装修施工- 124 -屋面施工- 125 -季节性施工- 125 -4.5地面建筑工程拟投入主要施工设备- 127 -4.6地面建筑工程施工顺序及工期安排- 127 -施工顺序- 127 -施工工期安排- 128 -第五章 主要机电安装工程- 132 -5.1 工程概况- 132 -5.2 工程安排- 132 -5.3 主要安装工程施工方法- 132 -带式输送机设备安装- 133 -机械设备安装方案- 133 -电气设备安装- 133 -5.3.45、.通风系统安装- 137 -5.3.5.压风系统安装- 137 -5.3.6.提升系统安装- 138 -地面生产系统安装- 138 -5.3.8.采供暖系统安装- 140 -5.3.9 采煤工作面设备安装- 140 -5.4主要施工机具- 141 -5.5劳动力安排（见附表）- 142 -5.6设备进厂时间计划表（见附表）- 142 -第六章 矿井建设总工期- 142 -6.1 工期排队原则- 142 -6.2工程施工进度指标- 142 -6.3 矿井施工关键节点日期及施工总工期- 142 -6.4三类工程交叉施工及安全技术措施- 143 -6.5施工图供应计划- 143 -6.6永久设备进场6、计划- 147 -6.7矿井初步设计投资- 156 -第七章 施工项目管理1587.1 组织管理1587.1.1 项目管理组织形式1587.1.2 项目管理机构的职责范围1587.2工程招标与合同管理160工程招标1607.2.2 合同管理1667.3 投资控制167设计阶段的投资控制167实施阶段的投资控制167第八章 施工质量目标及管理1688.1质量目标1688.2质量管理体系1698.2质量保证措施171第九章 施工安全管理1749.1安全目标1749.2安全管理体系1749.3 “六大安全系统”1749.4主要安全技术措施175矿山救护175防治水175立井井筒施工175斜井井筒施工7、176钻眼、放炮177顶板管理178供用电措施179机掘安全技术措施179安装刮板机安全技术措施181刮板机司机操作安全技术措施182胶带机（含转载皮带）使用安全技术措施183延伸皮带机尾安全技术措施183“一通三防”管理183预防灾害的措施187 应急救援预案192 避灾路线及安全出口200第十章 施工环境保护及节能减排措施20110.1环境保护201初始环境评审201环境因素调查201确定环境目标201制定环境管理方案及环境保护专项措施20110.2节能减排202用水管理202用电管理202成品油管理203用煤管理203气体（液化石油气、乙炔）使用管理203工艺及设备选择管理203废气排放8、204废水排放204噪声204前 言山西汾西矿业集团正新煤焦有限责任公司和善煤矿由西往东跨越沁源县王陶乡牧庄村、松罗村及赤石桥乡大善朴村，行政区划归王陶乡和赤石桥乡管辖。地理坐标为：东经：11210021121704；北纬：365000-365151。汾（阳）屯（留）公路纵贯井田南北。沿汾屯公路往北约60km可达平遥火车站（南同蒲铁路线），往南经郭道镇于沁县城关镇与太焦铁路线相接，交通便利。和善煤矿由原山西沁源和达煤业有限公司、沁源花坡煤业有限公司、沁源善朴煤炭有限公司整合而成。矿井能力为180万t，矿井服务年限为22.48a。在原和达矿工业场地附近选择主斜井、副斜井井口位置，主斜井井底位于井9、田中部，井底标高为9+10煤层顶板+1195m水平向斜轴部；副斜井井底井底位于9+10煤层，井底标高为+1320m水平，副斜井采用绞车提升；大巷沿井田北边界布置，井下辅助运输采用无极绳绞车多段接替运输方式。主斜井净宽5.4m，倾角1333，锚网喷，半圆拱形，落底于9+10号煤层顶板，斜长1268m，铺设带式输送机负责煤炭运输，设铺轨检修道。副斜井净宽4.6m，倾角16，锚网喷，半圆拱形，井底到9+10煤层，斜长620.3m；副井铺轨绞车提升矿车运输，担负全矿井辅助运输及下放材料设备提人等任务，井筒铺设管线，作为矿井进风井及安全出口；回风立井位于主斜井井口东北部2180m处。本井田主要可采煤层为10、：山西组1号煤层。太原组6、9+10、10下、11号煤层。根据煤层间距，划分为三个水平，一水平开采1号煤层，二水平开采6号煤层，三水平开采下组煤的9+10、10下、11号煤层，第三水平为主要水平，矿井主排水泵房、主变电所、水仓、爆炸材料库等主要硐室均设在三水平。各水平通过联系斜巷连接。达到设计生产能力时6号煤层6-1采区、花坡采区9+10煤层共布置两个综采工作面。副斜井井底标高+1320m水平，主斜井井底标高+1195m水平，回风立井井底标高+1280m水平。本矿井第三水平为主水平，第三水平大巷贯穿全井田，第一、第二分水平剩余煤炭储量和煤层赋存条件布置局部水平开拓巷道，一、二水平大巷沿1、6号11、煤层布置。第三水平大巷均沿9+10号煤层布置辅助运输大巷、主运输大巷和回风大巷。主要因9+10煤层顶底板稳定性均好，为半煤岩巷利于快速成巷、工程造价低。矿井总回风巷布置在9+10煤层，两翼与回风立井连接，第一、第二水平回风巷分别与回风立井连接。根据井田开拓布置和水平划分，第一水平划分为2个采区（1-1和1-2采区），第二水平划分为3个采区（6-1、6-2和6-3采区），第三水平划分为4个采区（9-1、9-2、9-3和花坡采区，并开采9+10、10下和11煤层）。全井田共划分为9个采区。矿井达到设计生产能力时在上部为1号煤层采空区的6-1采区布置1个薄煤层综采工作面；在花坡采区布置一个中厚煤层综12、采工作面。一、设计编制依据1、山西省煤炭地质144勘查院编制完成的山西汾西矿业集团正新煤焦有限责任公司和善煤矿兼并重组整合矿井地质报告；2、山西汾西矿业集团正新煤焦有限责任公司和善煤矿兼并重组整合矿井初步设计说明书及相关图纸；3、山西省关于煤炭基建行业的相关规定；4、煤矿安全规程，（2010年版）；5、煤矿防治水规定，国家安全生产监督管理总局令第28号；6、国家及行业有关矿井设计的规范、标准。二、编制矿井施工组织设计遵循的原则1、贯彻国家有关煤炭工业的方针政策，使矿井的开发建设与生产经营符合发展战略和企业利益。2、采用先进的施工技术和装备、合理的施工工艺，由建设单位、设计单位、监理单位、施工单13、位共同组织安全、优质、快速施工，确保在确定的工期内矿井建成投产；3、关键线路工程安排精干专业施工队伍施工，非关键线路上的工程合理安排施工人员，密切配合，确保不影响总工期； 4、建设、设计、监理、施工单位建立健全协调机制，密切配合，实现安全、质量、速度和投资四大控制，达到安全、快速、优质及投资省的目的；5、用先进的施工技术、工艺，优良的装备，高素质的施工队伍，保证安全、快速、优质；6、充分利用永久建筑、设施、永久装备，以减少投资；7、合理安排设备进场顺序，尽可能减少设备闲置造成资金浪费；8、合理安排施工布局，确保矿、土、安三类工程、安全设施、环保设施等工程同时施工，以缩短建井工期，同时保证投产验14、收一次通过；9、井筒落底后尽快形成临时的排水、供电、通风系统后，方可展开二期工程施工。10、井筒合理的交替安装，满足提升运输需要；三、主要设计内容及特点1、充分利用矿井永久建筑、设施和设备，以减少重复建设、重复购置，达到节省投资的目的。2、施工辅助系统和设施兼顾井下二、三期工程需要，避免重复建设和安装，以减少工期和投资。3、地面建筑工程施工和各项机电安装工程施工，穿插于矿建工程施工之间，实现全方位立体交叉平行作业，以节省建设工期。4、充分考虑施工质量、安全、环保等相关内容。四、主要技术经济指标1、工期在充分考虑工程特点，地质因素，装备能力，施工队伍素质和管理协调等多方面因素后，经反复方案对比后15、，确定矿井总工期为24个月；施工准备期3个月，矿建施工期19个月；工作面安装及联合试运转2个月。土建、安装工程与矿建 交叉、平行作业。2、拟投入人员建设单位人员前期投入管理及后勤人员25人， 2012底开始逐步增加生产人员，2012年底总人数为1279人； 施工队人员投入：矿建：前期投入7支施工队伍，新建井筒落底后，增加队伍，共投入施工队伍10支。最高峰土建550人；安装180人；管理人员50人；辅助人员80人。施工最高峰期建设单位，施工单位总人数为2306人。第一章 矿井工程概况1.1交通地理地形地貌井田位于太岳山区，地表黄土零星分布，地形切割强烈。地势中部高东西低，最高点位于中西部松罗岭，16、标高1757.4m，最低点位于东南角河床，标高1340.0m，相对高差417.4m。1.1.2水系及主要河流本区地表水属黄河水系。井田中部一条以近南北向蜿蜒起伏的山梁形成一道自然分水岭，分水岭以西水流向西北方汇入龙风河，以东向东南方汇入沁河。龙风河和沁河均属于黄河的支流。井田地表河流主要为王陶河，王陶河上游地段位于井田西部，由西向东折北流出井田，在松罗店处有由南向北冲沟，在松罗店处汇入王陶河，具有近东西向，松罗河是由槐树沟、大寨沟及段家沟汇流而成，在松罗店处汇入王陶河，王陶河为季节性河流，南流在古寨汇入龙凤河。井田东部为赤石桥河上游地段由胡家庄沟河和猪家山沟河南河汇入赤石桥河，南流折西在郭道汇17、入沁河，井田属黄河流域。1.1.3气象特征本区属温带大陆性季风气候，四季分明。据沁源县气象站资料，年平均气温8.7左右，7月气温最高，平均22.4，1月最低，平均-6.5，年平均降水量656.7mm，霜冻期为10月上旬至次年4月下旬，全年无霜期120-160天。据BG18306-2001中国地震动参数区划图，沁源县抗震动峰值加速度值为0.15g，地震基本烈度为度。1.2地质概况地层井田内基岩出露良好，二叠系地层大面积出露。现结合沁源详查勘探成果，将本区地层由老到新分述如下：1、奥陶系中统峰峰组（O2f）为含煤地层基底，揭露厚度168.64m，为深灰色厚层状石灰岩夹薄层状泥岩、泥灰岩组成。节理发18、育，有方解石脉充填。底部含有脉状石膏层。2、石炭系中统本溪组（C2b）与下伏峰峰组呈平行不整合接触。厚21.2049.45m，平均34.83m。主要由深灰色粉砂岩、深灰至黑色石灰岩及灰色铝质泥岩组成。底部铝质泥岩下常有透镜状的黄铁矿层（山西式铁矿）。3、石炭系上统太原组（C3t）为本井田主要含煤地层之一。自K1砂岩底至K7砂岩底。厚度85.15110.43m，平均103.28m。主要由K2、K3、K4三层厚层状石灰岩与中细粒砂岩、粉砂岩、泥岩及6号、7号、7下号、8号、9+10号、10下号、11、11下号煤层组成。其中6、9+10、10下、11号煤层为本组主要可采煤层。4、二叠系下统山西组（P19、1s）自K7砂岩底至K8砂岩底，厚度32.4046.70m，平均40.03m，为本井田主要含煤地层之一。主要由灰、深灰、灰黑色粉砂岩、泥岩及1号、2号、3号煤层组成，其中1号煤层属大部可采的稳定煤层。5、二叠系下统下石盒子组（P1x）连续沉积于下伏山西组之上，地层厚度76.17148.40m，平均97.07m。岩性主要为灰-深灰色泥岩与灰、灰绿色各粒级砂岩互层，夹有12层浅灰色铝质泥岩。顶部为一层浅灰、粉紫、褐黄等杂色泥岩，含少量铝质，为K10砂岩之铺助标志层，俗称“桃花泥岩”。本组底部有时含12层薄煤线。6、二叠系上统上石盒子组（P2s）K10砂岩底到K14砂岩底。与下伏地层整合接触，按岩性20、及其组合特征分为三段叙述：下段（P2s1）K10砂岩底到K12砂岩底，厚度146.75231.80m，平均厚度200.96m。底部K10砂岩为灰色、灰白色、黄绿色中、细粒长石石英砂岩，含深灰色泥岩、粉砂岩包裹体，底部含砂砾岩层。具韵律分选。厚度1.0029.80m，平均7.04m。其上部以灰绿色、黄绿色、灰黄色的粉砂岩、细粒砂岩互层为主，夹绿灰色、黑灰色泥岩薄层。中部夹数层灰绿色、灰黄色中、细粒长石石英杂砂岩。局部夹似层状、串珠状的铁锰矿层。上部为灰紫色、紫色、灰绿色、黄绿色的细粒砂岩、粉砂岩互层。顶部夹有23层灰色、灰绿色中粒长石砂岩，地面多呈陡坎。中段（P2s2）K12砂岩至K13砂岩底，21、厚度137.60256.54m，平均187.51m。底部K12砂岩为灰色、灰白色、粗粒长石石英砂岩，泥质、钙质胶结，底部含砾石，厚度1.2011.88m，平均5.48m。其上以浅灰色、灰色、灰绿色泥岩、粉砂岩互层为主，夹紫色、暗紫色泥岩、粉砂岩薄层及23层黄绿色、浅绿色细粒砂岩。中部以暗紫色、紫色泥岩为主夹灰绿色、黄绿色粉砂岩、细粒砂岩及23层中粒砂岩，砂岩层位不稳定厚度变化较大。上部为黄绿色、灰黄色粉砂岩、泥岩互层。顶部常夹有厚度0.100.40m的燧石薄层，为K13砂岩的辅助标志层。上段（P2s3）K13砂岩底到K14砂岩底，厚度73.80149.39m，平均厚103.95m。底部K13砂22、岩为灰绿色中粒石英长石砂岩，含少量燧石，分选性及磨圆度较差，底部含砾石，局部相变为细粒砂岩，厚度3.6024.80m，平均厚9.58m。中部以暗紫色、黄绿色泥岩、粉砂岩为主，夹灰绿色具紫色斑块的细粒砂岩及灰色中粒砂岩。上部以暗紫色、紫红色泥岩、粉砂岩为主，夹灰色、灰绿色细粒砂岩。7、二叠系上统石千峰组（P2sh）K14砂岩底至K15砂岩底，与下伏地层整合接触。底部K14砂岩为黄绿色厚层状中粒砂岩，底部含砾石，局部相变为细粒砂岩，厚度4.0015.00m,平均8.37m。其上以暗紫色、紫红色的泥岩、粉砂岩为主，具绿色、灰绿色泥岩斑块，夹薄层泥灰岩透镜体和燧石结核。本井田最大保留厚度约50m。9、23、第四系（Q）（1）中更新统（Q2）分布于沟谷两侧及黄土垣，由浅红色亚粘土为主，含钙质结核数层。厚度050m。（2）上更新统（Q3）浅黄色亚砂土，垂直节理发育，分布于沟谷及两侧，厚012m。（3）全新统（Q4）主要由砂土、砂砾石组成，分布于河床及部分冲沟内，厚430m。含煤地层本区主要含煤地层为太原组及山西组。太原组含6、9+10、10下、11号可采煤层，山西组含1号可采煤层。现分述如下：1、石炭系上统太原组自K1石英砂岩底至K7砂岩底，厚85.15110.43m，平均103.28m。根据其岩性、岩相组合特征，自下而上分为三段：（1）下段（C3t1）自K1石英砂岩底至K2石灰岩底，厚20.00324、9.69m,平均厚度30.75m。底部K1为白灰色中细粒石英砂岩，平均厚2.87m，层面含黑色有机质，含少量黄铁矿结核，坚硬，向上为深灰色粉砂岩、粗粒石英砂岩、细粒砂岩11号、10下号煤层及灰色泥岩为主，顶部为9+10号煤层。（2）K2灰岩底至K4石灰岩顶，厚33.7446.05m,平均42.12m。主要由石灰岩和粉砂岩、泥岩、中细粒砂岩及煤层组成。K2石灰岩为9+10号煤层直接顶板，岩性为深灰色、黑灰色厚层状生物碎屑石灰岩，含燧石结核，厚2.8011.45m,平均8.21m。K2石灰岩与K3石灰岩间，主要由煤层及灰黑色粉砂岩组成。K3石灰岩为8号煤层直接顶板，岩性为灰黑色、厚层状生物碎屑石灰25、岩，厚0.858.98m,平均3.95m。K3石灰岩与K4石灰岩间，主要由灰白色中、细粒砂岩、灰黑色粉砂岩及煤层组成。K4石灰岩为7号煤层之间接顶板，岩性为灰黑色生物碎屑石灰岩，厚1.254.18m,平均2.88m。（3）上段（C3t3）K4石灰岩顶至K7砂岩底，厚20.8547.65m,平均30.41m。底部由黑色泥岩、铝质泥岩、灰黑色粉砂岩组成。向上为灰白色中细粒砂岩夹灰色粉砂岩。中上部由灰黑色泥岩、粉砂岩、铝质泥岩及深灰色泥灰岩组成，富含菱铁质结核。泥灰岩中含丰富的动物化石，其层位相当于“海相泥岩”。2、二叠系下统山西组本组厚32.4046.70m，平均40.03m，是以陆相沉积为主的含26、煤沉积，主要由煤层及灰黑色泥岩、粉砂岩、砂岩组成，为本区主要含煤地层。本组地层以不具海相沉积特征而区别于下伏下原组，又以沼泽或湖相温湿气候条件的沉积特征而区别于上覆下石盒子组。主要可采的1号煤层全区厚度变化不大，仅东部局部地段不可采。2、3号煤层全区不可采。构造受区域构造的控制和影响，井田总体构造为一些宽缓的背向斜构造，地层总体倾向NE。倾角一般8 15，局部达35。井田北部和南部边界发育两条较大的断层，两断层之间断层不太发育。（一）断层1、松罗南正断层：井田北部自然边界。走向NEE,倾向NW，落差80200m，倾角75，区内延伸长度约6km，出露于P2sh、P2s2、P2s1地层,并由HS127、-1、2028号钻孔揭露。2、百草正断层：井田南部自然边界。走向NEE，倾向SE，落差100200m,倾角75。出露于P1x1地层，由73号钻孔揭露。3、F71正断层：位于井田西北边界附近。走向NEE，倾向SE，落差12m,倾角70，出露于C3t2地层，区内延伸长度约300m。4、F69正断层：位于井田北部边界附近、松罗南正断层的南面，与松罗南正断层大致平行。走向NEE,倾向NW，落差80m，倾角70，出露于P1x1、P1x2、P2s1地层，区内延伸长度约1.4km。5、F72正断层：位于井田西部。走向NW,倾向SW，落差20m，倾角70，出露于P1x1、P1x2、P2s1地层，区内延伸长度约28、1.1km。6、F74正断层：位于井田西部。走向NW,倾向SW，落差15m，倾角70，出露于P1x2地层，区内延伸长度约0.45km。7、F75正断层：位于井田西部。走向NW,倾向SW，落差20m，倾角70，出露于P1x2地层，区内延伸长度约0.7km。8、Fx1正断层：位于井田北部边界附近、F69正断层的南面，与F69正断层大致平行。走向NEE,倾向NW，落差20m，倾角70，出露于P1x2、P2s1地层，区内延伸长度约1.14km。 井田断层一览表1-1断层编号及名称位置断层产状落差 (m)延伸长度(m)控制情况走向倾向倾角松罗南正断层井田北部边界NEENW7080-200约6kmP2sh29、P2s2、 P2s1地层断开、并由HS1-1、2028号孔揭露百草正断层井田南部边界NEESE75100-200约6kmP1x1地层断开、73号孔揭露F69正断层松罗南断层南面NEENW7080约1.4kmP1x1、P1x2、P2s1地层断开F71正断层井田西北部NEESE7012约300kmC3t2地层断开F72正断层井田西部NWSW7020约1.1kmP1x1、P1x2、P2s1地层断开F74正断层井田西部NWSW7015约0.45kmP1x2地层断开F75正断层井田西部NWSW7020约0.7kmP1x2地层断开Fx1正断层井田北部边界NEENW7020约1.14kmP1x2、P2s130、地层断开Fx2正断层井田北部边界NEENW7030约1kmP2s1、P2s2地层断开9、Fx2正断层：位于井田北部边界附近、松罗南正断层的南面，与松罗南正断层大致平行。走向NEE,倾向NW，落差30m，倾角70，出露于P2s1、P2s2地层，HS4-1号钻孔K2石灰岩中部直接与太原组下部地层接触，区内延伸长度约1km。井田内断层见表1-1（二）褶曲区内褶曲较发育，较大的褶曲为井田东部的胡汉坪向斜，本次仅对该向斜作一评述。胡汉坪向斜位于胡汉坪村南部，核部出露于P2s1地层，两翼地层不对称，北翼较陡，地层倾角一般1014，局部达2730；南翼较平缓，地层倾角一般914。区内延伸长度约2500m。（31、三）陷落柱沁源详查时在2032号钻孔孔深190.07m进入O2f地层后遇陷落柱，另在和达煤业9+10号煤层井下巷道中发现4个大小不等的椭圆型陷落柱，陷壁角一般70左右。（四）岩浆岩本区无岩浆岩侵入。综上所述，本井田构造复杂程度属简单偏中等类型。煤层及煤质（一）煤层本井田内主要含煤地层为二叠系下统山西组和石炭系上统太原组，两组地层平均总厚143.31m，共含煤11层，煤层总厚8.58m，含煤系数6.0%。含可采煤层5层，可采煤层总厚6.72m，可采含煤系数4.6%。山西组含煤地层：地层平均厚40.03m,含煤23层(自上而下编号为1、2、3号),煤层平均厚1.55m,含煤系数为3.9%。含可采煤32、层1层（1号），可采煤层总厚0.83m，可采含煤系数2.1%。太原组含煤地层：地层平均厚103.28m,含煤48层(自上而下编号为6、7、7下、8、9、10、11上、11号),煤层总厚7.03m,含煤系数为6.8%。含可采煤层4层（6、9+10、10下、11号），可采煤层总厚5.89m，可采含煤系数5.7%。1、1号煤层位于山西组顶部，下距6号煤层43.9776.31m，平均55.94m。煤层厚度01.27m，平均0.83m。不含夹石，结构简单。顶板一般为泥岩和粉砂岩，偶为细粒砂岩。底板一般为泥岩和粉砂岩。该煤层厚度变化较大，厚度变化趋势为北薄南厚，变化无规律，在HS7-1孔300m范围内为尖33、灭及不可区。其可采范围主要集中于井田中南部及东部，属大部可采的稳定煤层。2、6号煤层位于太原组上段下部，下距9+10号煤层43.5059.15m，平均53.02m。煤层厚度02.58m，平均1.29m。一般不含夹石，仅个别点含一层夹石，结构简单。顶底板一般为泥岩和粉砂岩。该煤层厚度变化较大，最厚点见于井田东南部的HS9-3号钻孔，厚度达2.58m。厚度变化趋势为西薄东厚，北薄南厚。厚度变化较有规律，在HS5-2和SH8-1孔附近有煤层变薄不可采区。属大部可采的稳定煤层。3、9+10号煤层位于太原组下段顶部。下距10下号煤层3.0217.46m，平均10.90m。煤层厚度04.12m，平均2.134、2m。含03层夹石，结构简单复杂。顶板一般为泥岩和石灰岩。底板一般为泥岩和粉砂岩，偶见细粒砂岩。该煤层厚度变化极大,最厚点见于井田南部的HS4-2号钻孔，厚4.12m，在井田北部边界的HS5-1号钻孔附近则尖灭，厚度变化无规律。属大部可采的稳定煤层。4、10下号煤层位于太原组下段中部，下距11号煤层2.327.06m，平均3.99m。煤层厚度02.86m，平均1.02m。含01层夹石，结构简单较简单。顶底板多为泥岩和粉砂岩，偶为细粒砂岩。该煤层厚度变化较小，北部及南部边界附近均出现尖灭点。最厚点见于井田东北部的HS补3号钻孔，厚2.86m，厚度变化无规律。属大部可采的较稳定煤层。5、11号煤层35、位于太原组下段下部。煤层厚度01.99m，平均1.46m。不含夹石，结构简单。顶底板一般为泥岩和粉砂岩，偶为细粒砂岩。该煤层厚度变化较大,最厚点见于井田北侧的42号钻孔，厚2.18m。在井田南部的HS2-3号钻孔附近则尖灭。厚度变化无规律。属大部可采的稳定煤层。井田内可采煤层共5层，见表1-2。 可采煤层特征一览表 表1-2 煤层煤层厚度（m）最大最小平均煤层间距（m）最大最小平均夹石层数煤层结构顶板岩性底板岩性稳定性可采性101.270.8343.9776.310简单泥岩、粉砂岩、细粒砂岩，泥岩、粉砂岩稳定，赋煤区内大部可采602.581.2955.9443.5059.1501简单泥岩、粉砂36、岩，泥岩、粉砂岩稳定，赋煤区内大部可采9+1004.122.1253.023.0217.4603简单复杂石灰岩、泥岩，泥岩、粉砂岩、细粒砂岩稳定，赋煤区内大部可采10下02.861.0210.902.327.0601简单泥岩、粉砂岩、细粒砂岩，粉砂岩、泥岩、细粒砂岩较稳定，赋煤区内大部可采1101.991.463.990简单泥岩、粉砂岩、细粒砂岩，泥岩、粉砂岩、细粒砂岩稳定，赋煤区内大部可采1.2.5矿井瓦斯根据长治市煤炭工业局文件长煤局安发2008 534号，关于2008年度年产30万吨以下矿井瓦斯等级鉴定结果的批复和山西省煤炭工业局文件晋煤安发200991号，关于长治市2008年度30万吨37、/年及以上煤矿瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复：本井田内花坡煤矿9+10号煤层：2008年瓦斯绝对涌出量为0.35m3/min，CO2绝对涌出量为0.85m3/min，鉴定等级为低瓦斯矿井；2007年瓦斯绝对涌出量为0.3m3/min，CO2绝对涌出量为0.3m3/min，鉴定等级为低瓦斯矿井。1.2.6矿井水文地质1、井田地表水及河流井田地表河流主要为王陶河，王陶河上游地段位于井田西部，由西向东折北流出井田，在松罗店处有由南向北冲沟，在松罗店处江入王陶河具有近东西松罗河是由槐树沟。大寨沟及段家沟江流而成，在松罗店处汇入王陶河，王陶河为季节性河流，南流至古寨江入龙凤河。井田东部为赤石桥河38、上游地段由胡家庄沟河和猪家山沟河南河江入赤石桥河，南流折西在郭道江入沁河。井田属黄河流域，主井井口标高1523m，井口附近洪水位1510m；副井口标高1489m，井口附近洪水位1483m；风井井口标高1631m，井口附近洪水位1585m，不存在洪水对井口及工业广场的影响。山西省水文水资源勘测局漳泽水库水文站，2010年8月“沁源县煤矿百年一遇洪水水面线分析报告”，和善煤矿100a一遇设计洪峰流量为101.1m3/s，校核300a一遇设计洪峰流量为132.2m3/s，经河道水面线计算，防洪断面设计洪水位分别为1486.209m，1486.330m。2、井田含水层井田的含水层自上而下有：（1）、第39、四系砂砾层孔隙潜水含水层第四系全新统Q4及上更新统Q3，分布在井田中北部河谷地带，岩性为灰白色砂质粘土、亚粘土砂砾层及砾石层，厚度变化大，层位不稳，依地形而异，该层渗水性含水性均好，由于受大气降水和地表水补给条件好，但埋藏厚度薄,不易形成强含水层,因此,属弱富水性孔隙潜水含水层。（2）、上石盒子组底部（K10砂岩）裂隙含水层砂岩含水层较稳定，多呈透镜体，岩性为黄绿色，浅灰绿色中细粒厚层状石英长石砂岩，埋藏浅时，风化裂隙及节理发育，局部含小砾。钻进消耗量达5.5m3/h，一般钻进消耗量在0.5m3/h以下，泉水流量0.11L/s，因此，该层为富水性弱砂岩裂隙含水层。（3）、下石盒子组（K9、K840、）砂岩裂隙含水层砂岩含水层位于1号、2号煤层以上，K8为煤层直接充水含水层，岩性为灰白色、灰绿色、黄绿色厚层状石英长石砂岩，多为钙质胶结，裂隙稍发育，钻进消耗量在1.00m3/h以下，一般在0.20.5m3/h之间，HS9-2号孔抽水试验，单位涌水量0.0021L/s.m，水位标高1247.87m，为弱富水性含水层，但在西侧局部地段受王陶河补给出现富水地段，井田北1Km处2023号钻孔单位涌水量可达0.177L/s.m，因此，属富水性弱中等砂岩裂隙含水层。（4）、太原组石灰岩（K4、K3、K2）岩溶裂隙含水层K4石灰岩为7号煤直接充水含水层，厚度2.88m，岩性为深灰色，致密、块状，裂隙较发育41、。K3石灰岩为8号煤直接顶板，厚度3.95m，裂隙较发育，随埋深增加裂隙逐渐不发育。K2石灰岩为9+10号煤层直接充水含水层，也是太原组的主要含水层，岩性为深灰色，致密、坚硬、性脆石灰岩，一般含有燧石层及透镜体。厚2.8011.45m,平均厚8.21m，局部较发育，钻进消耗量一般在1.00m3/h以下，井田HS2-2、HS9-2号钻孔抽水试验单位涌水量分别为0.0018L/s.m和0.0013L/s.m水位标高为1405.22m和1239.72m，区内未出现泉水出露，属弱富水性岩溶裂隙含水层。（5）、峰峰组石灰岩岩溶裂隙含水层奥陶系峰峰组岩溶裂隙含水层是煤系地层下伏的主要含水层，可成为是开采下42、组煤（910、11号）的主要威胁。井田内本次勘查施工的HS2-2号钻孔上段厚27.01m,岩性为质纯、致密、性脆，上部裂隙发育或较发育多层，但厚度多在12m之间,下部岩层多为完整，裂隙不发育,下段为泥灰岩夹石膏层,可见有角砾状石灰岩，棱角状灰岩碎块被泥灰岩胶结，厚129.18m,钻进时冲洗液消耗量一般在0.5m3/h以下，为相对隔水层。HS2-2、HS9-2号孔抽水试验，单位涌水量为0.0025L/s.m和0.0015L/s.m，水位标高为1168.23m和1181.32m，属弱富水性岩溶裂隙含水层。（6）、上马家沟组石灰岩岩深裂隙含水层。马家沟组是奥陶系主要含水层，岩性主要是石灰岩，豹皮灰岩43、角砾状灰岩，夹有薄层的白云质灰岩，泥质灰岩，井田内仅揭露上马家沟组上段，钻孔揭露上马家沟组时，均出现了1215m3/h和冲洗液漏失，HS2-2号孔抽水试验(O2f+ O2s)单位涌水量0.075L/sm，水位标高+1105.52m，属弱富水性岩溶裂隙含水层。3、井田主要隔水层11号煤至O2含水层之间隔水层，由铝土泥岩、粉砂岩、泥岩、石英砂岩等致密岩层组成一般厚42.73m，其间的石英砂岩、致密、坚硬，裂隙不发育， 具有良好的隔水性能，在无断裂贯通情况下垂直方向上11号煤以上含水层与O2含水层不发生水力联系。峰峰组下段泥灰岩石膏层隔水层，厚度129.18m，深灰色、灰白色，以深灰色块状石膏为主，44、含不规则纤维状石膏，局部为角砾状，多与泥灰岩交织在一起，岩芯较完整，为相对隔水层。2号煤至K4石灰岩之间隔水层，由致密的粉砂岩、泥岩组成，一般厚76.40m，具有良好的隔水性能，在无断裂及陷落柱贯通情况下，垂直方向使2号煤以上含水层与K2含水层不发生水力联系。2号煤以上各砂岩含水层，由于其间存在厚度较大的粉砂岩、泥岩，且各砂岩含水层富水性弱，因此，垂直方向2号煤以上各砂岩含水层不发生水力联系。4、矿井充水因素分析（1）、地表水体对矿井开采的影响井田西部为王陶河的上游地段，为东西向折北贯穿井田，并在松罗店处有两冲沟河水、汇入王陶河，井田西部王陶河大部为1号煤层埋藏浅地段，在单斜构造的影响下，王陶45、河水流或潜水则补给井田西部地段含水层，或在导水裂隙带作用下，进入巷道或采空区，因此，王陶河将对井田东部开采产生较大的影响，应引起矿方的高度重视。（2）、构造对矿井充水的作用和影响井田南北两侧发育有松罗南断层（井田北部边界）和百草断层（井田南部边界），落差为100200m落差，其他断层落差1030m的正断层5条。据生产矿井调查，巷道见断层和陷落柱一般无水文异常，偶有少量渗水。说明断层导水性不明显，由此分析，小型构造对井田水文地质条件不会有明显影响。但由于两侧大型断裂构造破坏了地层的完整性，使得东部局部带压开采区域突水的可能性增大，11号煤层在断层附近突水系数可达0.06MPa/m，具有突水的危险46、，应引起矿方的高度重视。（3）、含水层对矿井开采的充水影响综合本区各含水层与开采煤层的关系，对矿井开采有直接充水影响的主要有：、K8砂岩含水层：为1号煤层的顶板，弱中等富水性，对矿井开采具有一定的影响，东部K8层位以上砂岩，由于有厚层的泥岩、粉砂岩隔水层存在，且一般富水性弱，因此不会影响矿井开采。根据“三下”采煤开采规程中硬岩石导水裂隙带高度计算公式：H1=20+10，计算出1号煤层导水裂隙带高度：H1=20+10=28m，因此K8砂岩在井田西部，松罗村以南河谷地带导水裂隙带，埋藏浅，将影响到地面，再风化裂隙发育，河水及大气降水为主要充水水源，对矿井开采将产生影响；在王陶河东侧，河水及潜水将补47、给含水层，成为矿井开采的主要充水水源，通过开采导水裂隙带与上覆砂岩体发生水力联系及王陶河潜水发生水力联系，而对矿井开采产生影响。、K2石灰岩含水层：为9+10号煤层的顶板，为直接充水含水层，一般厚8.21m，9+10号煤上距1号煤层底板约108m左右，下距O2含水层约65m。根据“三下”开采规程坚硬岩石导水裂隙带高度计算公式：H1=30+10，计算出9+10、11号煤层导水裂隙带高度：H9+10=30+10=54m，H11=30+10=46m，井田西部埋藏浅，将影响到地面，大气降水为主要充水水源，中部河谷地段，在导水裂隙和构造裂隙叠加作用下，可以导通上组煤层的采空区积水，或在井田西段王陶河，在48、导水裂隙带作用，潜水或河谷潜水而渗入到巷道，对煤矿生产造成威胁。另在西部，发现陷落柱2个，这样就不能排除井田内存在有其它陷落柱的可能，因此奥灰岩溶水将有可能在带压开采区通过陷落柱与K2含水层贯通或底板突水给矿井开采造成威胁。、O2f石灰岩含水层：为下组煤层的底板间接含水层，富水性表现弱，在井田区内东部11号煤层最低标高1080m，东部边缘存在带压开采，因此，应该在构造破坏地段引起注意。（4）、采空区及老窑积水对矿井开采的充水影响具有构造破坏的地区，安全突水系数为0.06（MPa/m）。无构造破坏的地区，安全突水系数为0.10（MPa/m），本井田为有构造破坏地区。9+10、10下、11号煤层最49、大突水系数均小于临界突水系数（0.06MPa/m）。在断裂构造地带开采过程中一定要加强水文地质工作，加以防范，防止事故发生。井田内由于开采范围较大，积水较为严重，因此在开采6号煤层、以及下伏煤层时一定要引起高度重视，采取防范措施，防止事故的发生。原善朴煤矿积水量见表1-3，原和达煤矿采空区积水量见1-4，原花坡煤矿积水量见表1-5。表1-3 1号煤层原善朴煤矿采空区积水量表位置采空区积水区编号采空区积水面积（m2）采空区积水量（m3）原善朴煤业JS-1382007800原善朴煤业JS-2398008100原善朴煤业JS-3338006900原善朴煤业JS-4426008700原善朴煤业JS-550、431008800原善朴煤业JS-6431008800原善朴煤业JS-75160010500原善朴煤业(古空区)GJS-170001500合计29920061100表1-4 原和达煤矿采空区积水量表位置采空区积水区编号采空区积水面积（m2）采空区积水量（m3）原松罗煤矿JS-8441009000原松罗煤矿JS-9216004400原松罗煤矿JS-105130010400原井道沟煤矿JS-118020016400原百草永胜煤矿JS-125220010500原百草永胜煤矿JS-139310019000原井沟煤矿JS-145240010700合计39490080400表1-5 9+10、11煤层原花51、坡煤矿采空区积水量表位置采空区积水区编号采空区积水面积（m2）采空区积水量（m3）原花坡煤矿（9+10）JS-19820020000原花坡煤矿（11）JS-1128002600原花坡煤矿（11）JS-298002000JS-3468009600合计16760034200第二章 矿井建设施工准备及工业广场布置为了缩短建井工期，在施工准备期内必须做好三类工程施工前的各项准备工作，确保工程开工以后各项工作能够连续顺利进行。施工准备期是指在矿完成了建设用地的征购和拆迁、施工人员进驻场地开始施工准备起，到矿井第一个井筒开工为止的这段时间。本阶段工作的主要内容包括：工业场地的“四通一平”、单项工程的施工组52、织设计、凿井措施工程、辅助生产设施、职工生活必需的设施和基本条件、必要的物资和器材准备、凿井期间利用的永久建筑和设施建设等工作。项目前期准备定于2011年1月1日开始，准备期共计3个月。开工前的施工准备工作主要内容有： 1根据设计单位提供山西汾西矿业集团正新煤焦有限责任公司和善煤矿兼并重组整合矿井初步设计，建设单位编制单项工程，施工单位编制各单位工程施工组织设计。2根据井筒施工图及井筒检查孔地质资料，编制井筒施工组织设计，以及施工预算。现场进行施工测量，设置永久性的经纬坐标桩，水准基桩、标定井筒中心基桩及十字中心线基桩。3根据厂区平整施工图，供水、供电、公路、通讯以及建设期间拟利用的永久建筑、53、设施施工图，编制这些工程的施工组织设计和施工预算。并在施工现场清理障碍物，进行场地平整和实施施工。4根据施工组织设计和施工预算，编制施工计划、劳动力和器材供应计划。 5根据施工组织设计的要求，绘制大型临时工程、设施的施工图，并编制相应的施工预算。6调集施工队伍，调整和健全施工组织机构，进行技术安全培训。7调整、采购施工设备，机具及材料进场。并进行安装检验、试运转。8完成施工期间必要的生活设施，主要包括宿舍、食堂、浴室、办公室。9进行材料、构件的技术检验、试验。10研究和会审施工图纸及施工技术组织措施。施工准备工作中，各类工程和各项工程之间有密切的联系，必须互相配合，协调一致，才能使其顺利进行。54、因此，准备工作要针对薄弱环节，经常综合平衡，保证施工准备工作顺利完成。2.1四通一平设备进场前，建设单位负责完成场区内的“四通一平”工作。 道路提前完成工业广场的进场道路及至工广内各井口等处的临时路路，保证施工设备进场需要。 供水自附近水源引水至工广内，或在工广内施工水源井。水量应满足前期用水需要。 供电保证供电是矿井顺利建设的最基本条件，应首先满足建井期间的临时供电，场地平整后尽早开工建设矿井永久变电所。 通讯保证工广内有畅通的通讯联络。 场地平整根据初步设计，工广按矿井永久标高进行平整。井筒施工单位进场前矿应完成土方的挖方、填方和边坡处理工作。场地平整应按工业场地总平面布置图，建筑物，构筑55、物，场内道路，各种排水、供热及线缆沟涵开工顺序统筹考虑，既要满足施工需要，又要避免重复挖方填方。场内道路应在第一时间考虑施工，可达到工广文明整洁，交通方便，减少反复施工及投资的目的。2.2测量定位根据矿区内国家测量控制点，在工广内建不少于四个近井点，并精确测量出坐标及高程，形成资料交由施工单位使用。该项工作宜尽早完成，以期用此确定工广边界和提前施工的永久建筑物位置。井筒开工前由矿组织相关单位利用近井点提前做出井筒十字基点，以便井筒施工单位提前完成准备工作。2.3大临建安工程及施工总平面布置施工前期的大临建安工程主要是井筒施工所用的设施，主要包括凿井设备设施、压风、供电、砼搅拌系统、材料堆放、加56、工场地、井口附近的办公、值班住所以及生活设施等。矿建二、三期工程等施工人员可利用永久单身宿舍。大临建安工程布置原则：（1）施工设施的布置要符合施工工艺流程的要求，力求作业线顺直、快捷，避免倒流；大临建筑工程，为井口服务的设施，应布置在井口附近，动力设施应靠近负荷中心；材料及机修加工设施要靠近器材仓库及堆放场地；（2）合理确定大临建筑与永久建筑的关系，大临建筑应避开永久建筑的位置，或使其合理交替建筑，避免大临建筑的拆迁，临时建筑的室内标高应参照永久场地标高适当布置；（3）工业广场内道路的布置，应满足需要方便施工，主要运输线路和人流线路尽可能避免交叉；（4）场区布置符合环境保护、劳动保护、工业卫生57、及防火要求。统一考虑临时火药库、油脂库及矸石山等布置，满足消防防火距离及环保要求。施工总平面布置见井筒施工期工广平面布置图。2.4永久建筑及设施利用井筒施工期间，建设单位可对部分永久建筑设施先行组织施工，先行施工的永久建筑除供电系统等生产急需的建筑外，宜先行施工场内永久道路、永久生活福利设施、职工单身宿舍等。另外，如果在井筒施工单位进场前完成材料库、机车修理间等大型厂房，则可利用这些厂房放置材料等施工设施，最大限度减少临时建筑，即可减少投资，又能加快建设准备工期。2.5职工生活保障措施：1、地面大临期间，根据永久工广布置图，尽量不占有永久设施位置，施工职工宿舍，食堂，澡堂，结合人员规模，规范布58、局办公室、宿舍及公共设施等，做到房屋整齐、道路规范、绿化合理、排水效果好、晾衣绳统一、公共设施安置点合理。2、地面土建工程先行施工场内永久道路、永久生活福利设施、职工单身宿舍等，这些设施可为施工单位利用。第三章 井巷工程施工及辅助系统3.1 施工顺序及关键线路确定 施工顺序结合本工程特点及初步设计要求，本矿井巷工程施工按不同施工系统分为三个工广来施工：第一部分：花坡工广施工花坡工广利用现有的主斜井及回风斜井施工，形成主斜井井筒进风、回风斜井回风的通风系统，安排两支队伍施工，首先施工花坡采区至9-1采区轨道巷、采区运输胶带巷，然后施工901轨道顺槽及运输顺槽，901工作面切眼，最后反掘+132059、m西翼轨道巷及回风巷，与新主、副斜井贯通形成永久系统。第二部分：和达工广施工和达采区利用现有的主副斜混合斜井、回风斜井施工，形成主副混合斜井进风、回风斜井回风的通风系统。安排两支队伍施工，首先施工进风行人斜巷，6104工作面运输顺槽、辅助运输顺槽、6104工作面切眼，然后施工6-1采区三条上山，采区煤仓，最后施工采区变电所。第三部分：新建主斜井工广施工：主斜井井筒落底后，施工井底临时水仓，形成临时排水系统，安装两支队伍施工，第一支队伍施工+1195m水平井底车场，然后施工1#煤、6#煤、9#煤三条煤仓，最后进行主斜井井筒的铺底，皮带安装及试运转，形成永久煤流系统，矿井联合试运转。第二支队伍从主60、斜井井筒腰部开口，施工煤仓上口联络巷，直接进入+1320m水平带式输送机大巷施工。第四部分：新建副斜井工广施工：副斜井井筒落底后，施工+1320m水平井底车场，安排两支队伍往新建主、风井方向施工，一支队伍施工轨道巷，另一支队伍施工9+10煤回风大巷，贯通后开始轨道道底板硬化。第五部分：新建回风立井工广施工：回风立井井筒落底后，安排两支队伍施工，首先施工9+10煤总回风大巷，然后往新建主斜井井筒方向施工9+10煤回风大巷及胶带大巷，到达主斜井井筒后施工主变电所、主排水泵房及永久水仓。形成永久排水系统。关键线路确定根据对施工排队的比较、优化，确定本矿井井巷工程施工关键线路为：工程前期施工准备主斜井61、井筒施工准备及施工临时水仓形成主斜井井底+1195m井底车场1#煤井底煤仓6#煤井底煤仓9+10煤井底煤仓主斜井井筒铺底主斜井井筒皮带安装及试运转矿井联合试运转。3.2 井筒及相关硐室施工矿井达产时共布置五个井筒，其中新建三个，利用两个。1、主斜井：净宽5.4m，净断面16.8m2，斜长1268.3m。全长半圆拱形锚网喷支护，支护厚度150mm。井筒装备带式输送机，担负矿井生产的煤炭、掘进矸石的运输任务，铺设猴车作为检修用，兼作矿井进风井和安全出口。2、副斜井：净宽5.5m，净断面15.2m2，斜长620.4m。全长半圆拱形锚网喷支护，支护厚度120mm。担负矿井设备、材料、人员等辅助运输任务62、，兼作矿井进风和安全出口。3、回风立井：净直径6.5m，净断面32.07m2。井深351.5m（井底为9+10号煤层顶板），表图为钢筋混凝土支护，基岩为混凝土支护，厚度为750和500mm。井筒装备全封闭玻璃钢梯子间，担负全矿井回风任务，兼负安全出口。4、利用原和达煤矿主、副混合斜井作为矿井建设期间辅助运输、矿井进风、安全出口。净宽4.5m，净断面14.25m2，斜长571m（11号煤层）。半圆拱形锚网喷支护，支护厚度150mm。矿井投产后安装架空乘人装置为进风行人斜井。5、原花坡煤矿主斜井净宽3.8m，净断面8.72m2，斜长65m，半圆料石碹。原花坡回风斜井净宽2.4m，净断面5.05m263、，倾角9，斜长85m，半圆料石碹。表3-1 新建井筒特征表序号井筒特征井 筒 名 称 主斜井副斜井回风立井1井口座标(m)纬距(X)19608238.40019607982.80619610410.000经距(Y)4080330.0004079616.8804081080.0002井口标高 (m)1492.0001491.0001631.5003方位角 (度)250403016550104井筒倾角 (度)133316905井底水平标高(m)+1195+1320+12806井筒垂深/斜长(m)297/1268.302171/620.38357井筒净径或净宽(m)5.44.66.58井筒支护支护形64、式表土段钢筋混凝土钢筋混凝土钢筋混凝土基 岩锚喷锚喷混凝土支护厚度(m)表土段0.450.450.75基 岩0.150.150.509断面积(m2)断面形状半圆拱半圆拱圆形净16.815.232.07掘进表土段22.5220.1350.27基 岩19.0216.544.1810井筒装备带式输送机、猴车绞车玻璃钢梯子间11备 注表3-2 原花坡煤矿井筒特征表井筒名称主斜井回风斜井井口坐标X（m）4078438.0804078396.856Y（m）19604591.61019604621.520井口标高（m）+1548.525+1541.724落底标高（m）+1534.70+1530井筒倾角14965、井筒长度（m）6580井筒净断面（m2）8.725.05净宽度或净径（m）3.82.4支护材料料石砌碹料石砌碹井筒用途下段与回风合并，回风回风井筒装备通风机备 注井口投产后关闭投产后分区回风井表3-3 原和达煤矿井筒特征表井筒名称主、副斜井（混合井）回风斜井井口坐标X（m）4079493.4584079453.835Y（m）19607932.15419607931.568井口标高（m）+1500.725+1504.350落底标高（m）+1300+1300井筒倾角1920井筒长度（m）571474井筒净断面（m2）14.2510.99净宽度或净径（m）4.53.8掘进宽度（m）（基岩段）4.4466、.1掘进断面（m2）（基岩段）15.7612.34掘进宽度（m）（表土段）4.84.6支护材料混凝土碹/锚网喷混凝土碹/锚网喷井筒用途架空乘人装置、安全出口回风备 注投产后为进风行人斜井投产后关闭3.2.1主、副斜井井筒施工方案：1、主、副斜井井筒凿井设备选型与布置主、副斜井井筒均采用双钩提升：主提升绞车选用JK2.5/20提升，牵引后卸式10.0m3箕斗排矸，副提升绞车为JK-2.5/20，牵引1.5吨矿车串车(4辆/钩) 或人车（2辆）辅助运输。工作面采用凿岩台车钻眼，新型ZWY-150液压挖斗式装载机装矸，地面安装30m3转载矸石仓。施工初期，喷浆机设置在井口，喷射砼采用长距离输料，后期67、井口喷浆机移至井下，地面设置环形车场，利用副提升下料。2、明槽施工：主、副斜井井筒开口段施工明槽，明槽段均采用W-50型挖掘机开挖，10.5T自卸汽车排土，按上下分层、先中间后两侧顺序开挖施工，下分层开挖施工前，施工汽车运输排土专用车道（坡度不大于10），明槽两侧均按60放坡（可根据现场实际边坡稳定程度放大角度）。主斜井明槽底槽开挖宽度7.8m，开挖最深处深度7.72m；副斜井明槽底槽开挖宽度7.1m，开挖最深处深度7.87m。基础部分随井筒开挖一起挖掘。明槽开挖结束后，用电动振动冲击夯HC70D夯实基础及底板，开始自下而上一次按设计稳模浇筑砼。砼强度等级C30，浇筑砼采用 20槽钢加工内外碹68、股,内模拱部采用10槽钢作为碹板，内模墙部及外模采用建筑钢模。以形成整体砼结构，增强其防水性能。砼按提前送验的试块砼配合比试验通知单下料，自动计量系统计量；砼添加剂严格按照配比要求执行。明槽段浇筑完毕且达到要求强度后，进行防水处理，然后进行明槽回填，分层夯实，层厚不大于300mm（每层打夯次数不少于3遍）。回填结束后，在井筒上方设置截水沟，将水引入工广水沟，排入河流。3、表土及风化基岩段施工进入暗槽施工均采用导硐法施工，以人工挖掘为主，辅以风铲、风镐掘进，人工挖掘困难时，可采用松动爆破，人工装土。表土段暗槽掘进前，采用管棚法超前支护，采用20槽钢加工成金属棚。土层不稳定时采用扶密集钢棚加背板临69、时支护，临时支护作为永久支护一部分，不拆除。永久支护：表土及风化基岩段暗槽掘进、临时支护达6m后，即可进行永久支护。永久支护砼浇筑厚度400mm。碹股均选用20槽钢加工而成，间距1500mm，墙部均采用1500300的土建钢模，拱部10#槽钢作碹板，土层稳定时浇注段长为6m，岩土层不稳定时浇注段长为3（或1.5）m；砼强度等级为C30。混凝土浇筑段利用砼输送泵输料，地面由ZL50G型装载机运送黄砂、石子和水泥。根据现场实际材料，委托当地有资质等级的实验部门进行配合比及坍落度设计，施工过程中严格按照砼配比单进行配比下料和添加外加剂，现场检测，确保施工质量符合要求。4、基岩段施工井筒基岩段采用斜井70、机械化作业线、双套单钩提升系统，掘支平行作业，实施“三大二光”即大绞车、大耙矸机、大箕斗、光面爆破和激光指向，不但工艺先进，设备配套合理，施工能力大，而且具有充分的可靠性。掘进：采用光面爆破技术，中深孔全断面爆破法掘进施工。主、副斜井凿眼采用凿岩台车打眼，激光指向仪指向，按爆破图表进行轮尺布眼，采用分片、分区、分工打眼，以加快打眼速度，提高钻孔质量。施工到躲避硐位置后即进行躲避硐施工。支护：（1）临时支护：班长指派一名有经验的老工人站在永久支护下，利用长柄工具，站立于已支护的顶板下，对工作面进行严格的敲帮问顶，找净找掉顶帮的活矸，并设专人监护,同时保证退路畅通。在确认顶帮安全无误后，采用至少371、根金属单体液压支柱穿鞋带帽进行临时支护。每排点柱数量依据循环进尺确定，进尺1.8m每排2根，进尺1.8m每排3根，点柱要带帽（帽规格为50020050mm的优质木料）。及时打设点柱，点柱打在实底上，无法打在实底上的要垫木板或枕木。点柱要采取防倾倒措施，现场施工时另行编制。临时支护的工艺流程：敲帮问顶单体液压支柱穿鞋带帽。（2）永久支护：永久支护均为锚喷支护，锚杆安装由专人负责，锚杆规格、预紧力及锚固力严格按设计要求施工。锚杆布置要求：间排距不超过设计值的100mm；锚杆角度误差为15；锚杆外露长度不大于50mm；锚杆托盘要紧贴岩面；锚杆外露，锚固力、预紧力要符合上述的设计规定。抗拔力不小于设计72、。锚网布置要求：要求每根锚杆的托盘均要压住网片，网片之间要按设计要求的勾接，网片勾接时不允许出现网片松垮、杂乱、勾接不紧等不符合设计施工要求的现象；由后向前，逐根逐排铺设。网片要铺设到位，搭接符合设计要求，不准漏铺。锚杆支护工艺流程：敲帮问顶找顶帮活矸打支护锚杆孔清孔往钻孔内放入树脂药卷用尾部事先套上托板并拧上安装器的锚杆头部顶住树脂药卷送至孔底升起钻机并用搅拌器联接钻机与锚杆尾部用钻机带锚杆搅拌锚固剂至规定时间（15-30秒）停止搅拌带推力等待1min卸下安装器用钻机拧紧螺母。顶板锚杆钻机操作方法：手压板机，开启马达控制阀，压气驱动马达带动主轴旋转，板转开启气腿控制阀，气腿伸长，关闭气腿控制73、阀气腿回缩，板转开启水阀，冲洗水进入钻杆冲洗钻孔，手动调节各阀开启量，即可调节钻机转速、推力和水量。帮部锚杆钻机：开启马达控制阀，钻机主轴旋转，调节手把可以控制马达工作状态。开启水阀，冲洗水进入钻杆冲洗钻孔，手动调节水阀开启量，即可调节冲洗水量，钻机只须一人操作，左手控制水阀流量，右手控制马达旋转。利用PZ-7B型喷浆机进行喷射混凝土成巷。料分别由地面搅拌站搅拌，主、副斜井井口均设置一台JS-500型强制式搅拌机。主、副斜井井筒施工初期喷浆机设在井口，采用长距离输料，当井筒施工300m后，由副提升牵引1.5吨矿车串车(4辆/钩)辅助下料，喷浆机下移至井筒内一侧躲避硐内喷浆成巷。进入基岩段施工后74、，在井口设置存车场，以加快工程施工进度。喷浆支护工艺流程：接好输料管到工作点按照设计比例拌料开风开水喷射机送电给料。成巷距离工作面不大于50m。喷浆作业方法A、巷道混凝土喷射采用分段分层施工，一段20m，每段的喷射顺序应先墙后拱，自下而上，喷射作业宽度为2m。边墙自墙基开始，拱部自拱角开始，拱区沿轴线由前向后，拱部一次喷厚60mm，边墙一次喷厚80mm，后一层喷射在前一层混凝土终凝后进行。作业段施工顺序：按里程由后向前，先墙后拱。B、喷射机的开停顺序为：开动时，先开风后开水，最后送电、给料；停止时先停料待料罐中存料喷完后，再停电，最后关水停风。C、喷射混凝土时，喷枪与受喷面的距离保持在0.8175、.0m之间，与受喷面的垂线夹角小于15度，并且距离和夹角随风压的大小调整。D、巷道掘进宽度中线距离任何一帮不小于设计值，不大于设计值100mm。巷道掘进高度顶板距离底板不小于设计值，不大于设计值100mm。E、喷射工作结束以后，喷层必须连续洒水养护7d以上，每天洒水不得少于1次。F、冬季施工时，水泥、黄砂、碎石必须进行防冻保护。5、凿井作业制按照作业工艺要求，主、副斜井采取专业和固定工序作业方式，“四六”作业制，执行“三掘一喷”，每个圆班完成三个掘进循环，炮眼利用率不低于90%，实现正规循环率85%。月成井进尺130m。6、煤层瓦斯探放在实际施工中，当井筒接近煤层时，按照地测部门提供工作面距煤76、层的准确位置，在距煤层垂深10m位置开始打钻探煤层、探放瓦斯。设置2个探孔排放瓦斯，并测定瓦斯压力(P),查明煤层赋存情况。当工作面掘进遇到煤线或接近地质破碎带、老窑、采空区时，也必须经常检查瓦斯。瓦斯浓度1%时方可继续掘进。如果发现瓦斯大量增加或其它异状时，都必须立即撤人停掘，进行处理。探放前应编制具体的施工措施或作业规程。7、过断层、陷落柱等地质构造施工方法为确保安全施工，避免盲目揭露断层、陷落柱、老窑老空区等特殊地带，本井筒施工过程中必须执行“有掘必钻探、先钻后掘”的方针，探眼始终超前工作面20m，直至井筒施工结束。在探得前方有异常情况，采取物探和钻探相结合的方式，并及时与甲方联系，收集77、各种地质水文资料。施工过程中，通过钻探，当探明工作面前方存在断层、陷落柱时，根据实际钻探结果，分析围岩条件和最大涌水量，当涌水量大于10m3/h或围岩松软破碎时，必须在工作面采取超前注浆加固堵水措施，只有当围岩经注浆加固，涌水量降低的情况下，方可掘进，掘进时，工作面前方保持一定的超前注浆距离，然后再注浆、再掘进，依次循环。通过钻探，当探明工作面前方围岩比较稳定或涌水量小于10m/h的情况下，可采取短掘短支的方式直接通过。施工过程中，根据围岩稳定性，可增加金属棚加强支护。井筒施工过程中，当跨越采空区，当井筒处在采空区下方且立交距离大于10m时，掘进时可采取短掘短支的方式直接通过，严格控制炸药消耗78、量，减小对围岩的震动，并增加金属棚加强支护；当立交距离小于10m时，必须对井筒顶部采空区采取化学注浆进行充填。当井筒处在采空区上方时，在工作面提前打钻对采空区注浆充填，然后按照短掘短支的方式掘进，并增设金属棚加强支护。当井筒穿越采空区时，同样超前对工作面前方采空区注浆充填，然后再掘进，增加金属棚加强支护，必要时再增加砼浇筑。当探明采空区内瓦斯及有害气体浓度较大时，必须停止掘进，在工作面打一定数量的钻孔，并加强通风进行排放，只有当瓦斯或有害气体浓度降到安全规程规定的安全值以下时，方可继续掘进。此为过采空区粗略方案，施工时，根据建设方提供的老窑、采空区资料及现场实际情况确定施工方案。8、附属工程施79、工井筒掘砌施工完毕后，自下而上按设计要求进行砼铺底施工，水沟、台阶与铺底施工同时进行。永久水沟施工时，严格按照设计要求施工，中线至水沟内沿距离50mm，腰线至水沟上沿20mm，水沟宽度、深度30mm；永久水沟模板采用槽钢加工，水沟要振捣密实，表面光滑无蜂窝麻面。施工用临时轨道严格按照永久轨道铺设要求施工，轨枕面即巷道掘进底板，轨道连接件的规格、型号必须与轨型配套，数量齐全。轨距不小于设计10mm，不大于设计15mm。两轨轨面高低差：直线段不大于5 mm，曲线段不小于10 mm，不大于15 mm。轨道接头的高低及内错距均不大于2 mm。轨枕平行摆设，且轨枕中到中间距1m，轨枕与轨道垂直，偏差为580、0+50 mm，单、双轨中心位置偏差为50+50 mm。铺轨轨缝宽度不大于5 mm，曲线段不大于8 mm。螺栓、夹板、垫板齐全有效，不得使用杂拌道、无眼道。轨道铺设必须平、直，符合质量标准。9、施工进度：施工准备期完成地面大临工程施工，主斜井井筒表土段100m，月进尺80m，工期38天，基岩段1168m，月进尺130m，工期269天，副斜井井筒表土段100m，月进尺80m，工期38天，基岩段520.4m，月进尺130m，工期120天。10、劳动组织：在工程施工的管理形式上采用项目法管理，根据作业方式、工期按各专业工种配备劳动力。施工准备期配备126人,表土段施工配备153人，进入基岩段投入1881、4人。附属工程配备184人，见劳动力计划表3-4。劳动组织图表 表3-4工种名称按工程施工阶段投入劳动力施工准备期井筒表土段井筒基岩段附属工程备注管理人员5686土建工50/压风机灯房/363食堂4686澡堂2333供应3444绞车工/212121变电工2222辅助小计664552451、主斜井井筒井口信号工/131313井口把钩工/131313搅拌机司机13131313输送泵司机13/井底信号工/131313打眼工/333323点眼工/232313放炮工/2313装载机司机/1313喷浆机司机/1313上料清理63636363通风瓦检工/131313班长13131313跟班队长131313182、3主斜井小计305472602、副斜井井筒井口信号工/131313井口把钩工/131313搅拌机司机13131313输送泵司机13/井底信号工/131313打眼工/333323点眼工/232313放炮工/2313装载机司机/1313喷浆机司机/1313上料清理63636363通风瓦检工/131313班长13131313跟班队长13131313副斜井小计30546663总计1261531841713.2.2回风立井井筒施工方案：回风立井井筒表土层掘进采用中心回转抓岩机直接破土装罐和人工风镐、铁锹掘进刷帮，进入风化基岩段后采用钻爆法施工。井壁砌筑采用3.6m高单缝伸缩式整体移动金属模板，采用一趟183、596mm无缝钢管作为溜灰管下输送混凝土，在吊盘设分灰器，再通过砼输送管，将砼导入模板。基岩段采用机械化施工作业线，短段掘砌混合作业方式。伞钻打眼，4.2m深孔光面光底爆破，中心回转抓岩机装岩，两套单钩吊桶提升，座钩式自动翻矸，铲车配合自卸式汽车排矸，3.6m高液压伸缩整体下移式金属模板砌壁，一掘一砌，回风立井设两台JS-750型强制式砼搅拌机搅拌混凝土，溜灰管下砼。1、凿井井架及翻矸设施回风立井井筒采用选用IIIG型凿井井架，井架加高0.8米，封口盘至翻矸平台高度为9.2m，能满足施工需要。天轮平台布置1个3米的提升天轮及多个凿井天轮等，在+10.600m位置设翻矸平台，布置两个矸石溜槽，配84、备座钩式自动翻矸装置。铲车配合翻矸汽车装运排矸。2、封口盘和吊盘1）封口盘封口盘采用钢结构，盘面用6mm网纹钢板铺设，盘面标高+0.000m（相对标高），各悬吊管线通过口设专用铁盖门，并用胶皮封堵严密。2）吊盘采用钢结构两层吊盘，回风立井直径6.5m，盘间距为4m，用四根立柱连接。上层盘为保护盘，下层为工作盘并悬吊中心回转抓岩机。同时为保证吊盘的稳定性，在上下盘各设三套稳盘装置。在吊盘边缘、风筒通过口及其它孔口设置栏杆和踢脚板，防止人员及物料坠落。栏杆高度1.2m，采用1820mm的圆钢制作，间距200250mm，踢脚板用铁板制作，高度300mm。在吊盘上下层盘面的合适位置设置电缆专用通过口，85、方便电缆通过。回风立井吊盘采用30NAT619S+FC1670mm钢丝绳(左右捻各2根)，使用4台JZ-16/1300型凿井绞车悬吊，并兼作稳绳。3、提升系统设备考虑二期工程施工需要，提升设备选用2JK-3.5/20型提升机，配4.0m3 3.0m3坐钩式吊桶提升设备选型及有关技术参数见表3-5。 凿井提升设备选型及技术参数 表3-5序号项目型号或技术参数备注1提升机2JK-3.5/202最大静张力（kg）170003最大静张力差（kg）115005电机功率（kw）8006电机转速r.min-15807最大提升速度（m/s）5.38选用钢丝绳（直径）409提升容器（m3）4/310天轮规格（m86、m）300011钢丝绳终端荷载（kg）9551/718012悬绳重量（kg）308013合计提升重量（kg）1263114钢丝绳破断力总和（kg）11906215钢丝绳安全系数10.4提升天轮根据安全规程规定，提升天轮直径与钢丝绳最粗钢丝之比不得小于900，与钢丝绳直径之比不得小于60。经计算，主提选用3.0m提升天轮。11t提升钩头。4、 凿岩与装岩设备1）凿岩设备采用国产SJZ-6.7型伞钻，配备YGZ-70型导轨式独立回转凿岩机。伞钻重量及耗风量等主要技术参数见伞钻主要技术参数表。伞钻主要技术参数表 表3-6项 目特 征备 注适用井筒直径（m）68.6总质量（kg）7500凿岩机型号及名87、称YGZ-70导轨式独立回转凿岩机6台钎头直径（mm）3855钎尾规格（mm）中空六角 B25159钎杆长度（mm）4700推进长度（mm）4300工作气压（Mpa）0.50.7工作水压（Mpa）0.30.5最大耗风量（m3/min）682） 装岩设备选用HZ-6型中心回转抓岩机，配备0.6 m3抓斗，生产能力为5060m3/h。抓岩机生产能力、重量、耗风量等技术参数见中心回转抓岩机主要技术参数表。抓岩机进风井采用一台JZ10/600型凿井绞车保护悬吊，回风井采用一台JZ16/800型凿井绞车保护悬吊。HZ-6型中心回转抓岩机主要技术参数表 表3-7项 目特征备 注抓岩能力(m3/h)506088、压缩空气工作压力(Mpa)0.50.7压缩空气平均耗量(m3/min)24机器总重(kg)8077抓斗容积(m3)0.6抓片张开外径(mm)2050回转盘尺寸(mm)140011705、 混凝土搅拌及运输系统井口设混凝土搅拌站，回风立井布置2台JS-750型搅拌机，配用PL-1200型电子自动计量上料系统，选用一趟1596mm无缝钢管作为溜灰管下砼，在吊盘设分灰器，再通过砼输送管，将砼导入模板。用三台JZ10/600型凿井绞车悬吊。回风井用三台JZ16/1300型凿井绞车悬吊。 6、锁口施工回风立井临时锁口采用红砖砂浆砌筑（砂浆标号为M10），临时锁口封口盘，盘面标高按照设计标高施工，临时锁口89、高度4.5m，净径按8.1m考虑（实际施工时应根据永久设计调整），厚度500mm，井壁上部与红砖交界面应预留钢筋接头，超出混凝土面，钢筋交错伸出500 mm和1000mm。为防止施工期间锁口下沉，临时锁口底部以下井壁增设一个1000mm高、伸入荒径1000mm的混凝土壁座。掘进采用人工或小型挖掘机直接破土装罐和人工风镐、铁锹掘进刷帮，人工红砖砌筑。临时锁口在准备期内施工完成，砌筑临时锁口之前可以先人工先向下掘进并砌筑永久外壁。7、 表土及风化基岩段施工表土层掘进采用中心回转抓岩机直接破土装罐和人工风镐、铁锹掘进刷帮，进入风化基岩段后采用钻爆法施工。井壁砌筑采用3.6m高单缝伸缩式整体移动金属模90、板，采用一趟1596mm无缝钢管作为溜灰管下输送混凝土，在吊盘设分灰器，再通过砼输送管，将砼导入模板。1） 掘进 地表以下4.520m采用挖掘机开挖，20m以上段采用人工铁锹、风镐掘进刷帮，人工装罐。 20m以下采用人工铁锹、风镐掘进刷帮，配合HZ-6型中心回转抓岩机直接破土装罐。未冻砂土层以机械抓土为主，先抓取中间罐窝，再抓四周土层，最后人工刷帮至设计尺寸，粘土层中采用人工风镐掘进，大抓装罐。掘进采用G-10型风镐，风镐钎为扁铲形和普通形两种。 砂土及松散地层施工中，为防止发生片帮，采取如下措施： 加快施工速度，缩短暴露时间。 先挖掘井筒净径部位，井帮四周土层，留待立模前刷支。 当井筒进入风91、化基岩段时，采用钻爆法施工。钻爆器材：YT28风钻打眼，光面爆破，炮眼深度2.2m，配合B22mm中空六角钢成品钎杆，42mm十字形钻头，中低威力抗冻炸药，药卷选用35mm药卷，3.5m长脚线多段别毫秒延期雷管，地面380伏交流电起爆。掘进注意事项：a、施工中，根据围岩的实际情况，及时调整周边眼位置。b、控制总装药量，周边眼装药长度不应超过孔深1/2，单位体积岩石炸药量不大于1.2Kg/m3。c、风动工具的防冻：一是在井口安设离心式压风脱水器，利用离心原理将压风里的水份脱出，净化压风。二是配齐配足风动工具，出现上冻后及时更换。三是加强风动工具的维修保养，随时检修，确保正常使用。2)、井壁砌筑井92、壁为双层钢筋混凝土结构，厚度为550mm，混凝土强度C20，采用3.5m高单缝液压伸缩移动式整体金属模板，三掘一砌。3)、锁口砌筑井筒全部掘砌完毕后，进行锁口砌筑。锁口段为现浇双层钢筋混凝土井壁，壁厚550/600mm，混凝土强度C20；内壁套筑采用1m高度组合式金属模板，施工时将吊盘提至锁口下部，利用吊盘的上层盘作为工作盘，自下而上一次连续砌筑至永久锁口标高。8、井筒基岩段施工1)、 掘砌施工采用伞钻凿岩， B25mm中空六角成品钢钎，55mm十字形钻头，T330水胶炸药，药卷规格：周边眼为35500mm，其它炮眼为45500mm，为满足深孔爆破的起爆需要，选用段别分别为1、3、5、7、9或93、2、4、6、8、10段毫秒延期电磁雷管起爆，高频起爆器井上放炮，深孔光面光底爆破，放炮母线选用U 325+110电缆，附在抓岩机悬吊钢丝绳上，吊盘至工作面选用两根4mm2单股铜芯电缆作放炮母线。2）爆破参数：井筒基岩段所穿过岩性以泥岩、砂岩为主，因此本设计按f=46中硬岩考虑，编制了一套爆破图表，施工中岩石硬度发生变化根据实际情况进行调整，以达到最优爆破效果。炮眼深度根据伞钻的技术特征，并考虑尽量减少井壁接茬数量，模板高度定为3.5m，确定炮眼深度4.2m。装药结构及起爆顺序装药结构：采用反向连续装药结构。起爆顺序：从掏槽眼到辅助眼依次起爆，周边眼最末起爆，连线方式为降低爆破网路电阻，放炮母线94、四芯电缆并成两芯用；工作面采用大并联的连线方式。3)、凿岩爆破作业凿岩移钻下井：将伞钻移位到井口上，用提升钩头将挂在井架伞钻梁上的伞钻吊起，然后下至井底。固定伞钻：伞钻下井后，接好风水管路，调整伞钻立柱，支起支撑臂，然后将提升钢丝绳放松。打眼：打眼前按设计要求划出井筒轮廓线，点出炮眼位置，采取定人、定位、定眼、定机分区作业。装药联线、放炮装药：首先将炮眼内残渣用压风吹净，并检查炮孔深度是否符合设计要求，然后按爆破设计要求装填药卷。装药结构及起爆顺序：采用反向连续装药结构，起爆顺序自掏槽眼向外逐圈起爆。（穿煤前改为正向装药）为保证爆破的可靠性，降低爆破网路电阻，四芯电缆并做两芯用，吊盘以下至工作95、面选用4mm2铜芯母线电缆。联线、放炮：经检查装药无误后，即可进行联线工作，联好线检查无误后，将吊盘及其它设备提至安全高度，人员全部撤到地面，打开井盖门，采用专用高频起爆器起爆。4)、装岩、提升岩石量及装岩能力：按照预想爆破效果，每炮爆破后松散矸石量约为236m3,中心回转装岩机装岩能力为50m3/h,可满足施工要求。抓岩机抓岩的顺序为：罐窝-边缘矸石-井筒中间矸石。5)、永久支护：基岩段永久支护设计为现浇素混凝土，井壁厚度450mm。支护方式：一掘一砌，3.5m高度整体移动式液压伸缩金属模板砌壁。混凝土配合比设计:建设单位没有给出混凝土强度等级，项目部应及时向建设单位索要有关资料，进行混凝土96、配合比设计，井筒开工前取现场实际使用的材料到有资质的试验室进行试配，强度符合要求方可使用，否则重新调整。6）模板的拆卸与组立液压伸缩整体下移式金属模板仅有一条伸缩缝，脱模是靠安装在伸缩缝两侧的四个液压油缸同时向内收缩，带动模板进行收模工作，从而达到脱模的目的，脱模下移到预定位置时，靠液压油缸同时外伸,使模板撑大至设计尺寸，操平找正并固定牢固后，便可进行浇筑砼作业，为了确保井壁接茬质量，模板下部设计45斜面刃脚，模板上部设浇注口。9、与井筒连接的硐室和巷道施工施工时应根据马头门断面大小及所处围岩稳定性决定采用导硐或分层施工法施工马头门：当井筒掘进到马头门上方35m处，井筒停止掘进，先将上段井壁砌97、好；井筒继续下掘，同时采用分层施工法将马头门一同掘出，掘到马头门底板时，停止掘进，将马头门同井筒井壁一起支模砌筑，使马头门与井筒联接处的井壁砌成一个整体。当马头门所处围岩松软破碎时，应采用导硐法施工马头门，无论采用何种施工方法，施工中均应采用锚喷等临时支护措施。10、 井筒综合防治水措施根据井筒水文地质情况，施工中应坚持“先探后掘”的原则，重点预防风化带含水层、后城组砾岩含水层。应在揭露各含水层之前，保证有一定的隔水厚度的情况下，提前探水，根据探水情况，进行必要的注浆堵水工作。1)、 装备较大排水能力的排水设备及充足的设备配件。2)、根据井壁情况发现有水量超过10m3/h时及时进行壁后注浆封水98、。3)、通过含水层前，特别在揭露二叠系下统山西组石灰岩含水层（垂深772.5782.5m）前，先进行探水，根据探明的涌水量大小，确定合适的治水方案。如含水层涌水量超过20m3/h，采取工作面预注浆方案堵水后再通过。涌水量较小时，先强行通过后，再进行壁后注浆封水。4)、工作面井帮淋水，在立模前进行截水或导水处理，将水引出模板，保证井壁质量。5)、全井筒的剩余漏水，井筒到底后采取壁后注浆封水，达到竣工验收标准（小于6m3/h）。11、揭煤施工由于本矿井属高瓦斯矿井，所以当井筒掘至煤层顶板上方10m时，应严格执行煤矿安全规程，重点做好探揭煤工作，确保施工安全。1)、 瓦斯探放与揭煤井筒揭煤采取先探放99、后揭露的方案。施工到距煤层顶板上方10m时，利用潜孔钻机施工探测孔（孔数3个，孔深超过煤层底面0.2m），根据探测孔探明煤层产状、厚度、瓦斯压力。当预测无突出危险或突出煤层厚度小于0.3m时，放震动放炮全断面一次揭穿煤层；当预测为有突出危险且厚度大于0.3m煤层时，采用钻孔排放措施施工：井筒施工到距煤层顶面3m时，利用潜孔钻机施工排放钻孔，钻孔穿透煤层全厚并超过煤层底面0.5m，外圈钻孔孔底超过井筒轮廓线外的距离不小于2m，孔间距2m左右，在工作面内均匀布置。通过钻孔释放瓦斯，当瓦斯浓度及压力达到允许开挖的条件后方可正常施工。2)、 支护视煤层稳定情况，采取必要的临时支护措施。可采用挂井圈、100、背板、网喷等措施对煤层井帮进行封闭加固，防止片帮。若煤层较软，则采用人工挖掘，掘进时先掘周圈的煤体，掘够一个段高（采用短段掘砌，段高2m左右）后立即进行临时支护，然后再掘井心煤体。过煤层的施工一定要快速，尽可能减小井帮围岩的暴露时间。对煤岩分界处和煤层段的井壁，要提高永久支护的强度。必要时应改变砌壁高度，掘2m甚至1m就进行永久支护。3)、安全注意事项加强通风与瓦检：井口房及井内设备必须达到防爆要求；工器具使用时确保不产生火花；下井工人按规程着装并配备自救器；采用煤矿安全炸药和毫秒延期电雷管进行爆破；揭煤前要编制专项措施并报批。12、 劳动组织及循环作业1)、 项目组织机构和劳动组织配备本工程101、采用项目法施工管理，项目经理部设经理1人，副经理4人，另设工程技术部、经营后勤部、物资供应部、安检站、调度室负责日常管理工作。采用综合施工队形式，按专业化班组配备，井下实行“四六”制滚班作业，地面辅助人员“三八”制作业，设立大抓、伞钻、压风、运转包机组，进行设备的动态检修，确保设备完好运行。工程技术人员及项目部管理人员实行全值班制度，确保安全顺利施工。劳动力配备情况表 表3-8工种按工程施工阶段投入劳动力情况准备期表土段基岩段管理人员345后勤人员71010土建工30机电工655搅拌工244井口信号33井口把钩33绞车司机77井下掘进班222打眼放炮班15出矸找平班18砌壁班225立模浇筑班1102、8出矸清底班18合计4813010613 进度计划施工准备期60天，井筒表土段70m，月进尺80m，工期27天，基岩段281.5m，月进尺130m，工期65天。3.3临时提升接替临时提升接替方案第一阶段：新建井筒施工期间：每个井筒分别有单独的提升系统。第二阶段：主斜井落底后，对主斜井的提升系统保持不变，担负带式输送机大巷及煤仓的施工提升任务。副斜井落底后，对副斜井井筒进行临时提升系统改绞，井底设箕斗窝，地面井下设平车场，担负9+10煤轨道大巷及回风大巷提升任务。回风立井落底后，对回风立井进行临时改绞，将吊桶提升改为罐笼提升，担负井下两个工作面掘进施工任务。第三阶段：主斜井井筒装备结束后，利用主103、斜井井筒永久皮带运输煤矸，副斜井下放物料及首采面大型设备。副斜井临时改绞方案副斜井井筒落底后，仍采用两套单钩提升。副提挂矿车运送物料，挂人行车（2节20人）运送人员，轨距600mm；主提绞车牵引箕斗用于提升矸石和下放物料，地面仍利用井筒施工的转载矸石仓翻矸。井底设箕斗窝，安装一台防爆翻车机翻矸，轨距900mm；井底设甩车道。副斜井提升改造的主要工作包括：（1）井底箕斗窝的掘砌，（2）井下临时翻矸系统的安装。（3）井底设甩车道，铺设三股道。（4）井底信号硐室的施工。箕斗窝设计斜长19.7m，采用锚网喷临时支护，锚杆为202200mm树脂锚杆，间排距800800mm，如图所示。箕斗窝临时支护结束后104、，砌筑砼碹砌碹厚度400mm；箕斗窝底板设临时积水坑。浇灌之前将梁窝掘出并将钢梁安装好，两侧每隔2m用一根502000mm长的钢管设置护栏立柱，立柱间采用钢管连接，靠行人侧采用铁丝网封挡。3.3.3回风立井临时改绞方案回风立井改绞利用原主提绞车，提升容器选用非标1.5t矿车单层双车罐笼，罐笼提升中心线与井筒中心线重合；井筒内原井壁固定一趟159mm排水管，一趟159mm压风管；一趟57mm供水管；一趟安全梯保持不变；一趟57mm注浆管充当供水管；原封口盘悬吊二趟800mm胶质风筒，拆除一趟风筒，新增两趟MYJV4210000350动力电缆及信号电缆通信电缆、监控监视电缆均采用钢丝绳悬吊。另新增105、钢丝绳悬吊排水管159mm、159mm压风管各一趟。3.4主要巷道及硐室施工本矿井辅助运输选择为副斜井为绞车提升，轨道大巷采用无极绳绞车运输，+1320m水平井底车场水平段为蓄电池机车调车。根据本矿井特点在主斜井井底布置直立式井底煤仓、圆形煤仓直径8m，垂深40m，有效容量2500t。井底撒煤采用人工清理。主斜井井底为矿井最低处，在+1195m水平设主变电所、主水泵房及井底水仓，管子道，井底水仓容量为1600m3，可满足矿井8h正常涌水量，+1195m水平设消防材料库。在副斜井井底设有井下爆炸材料库、消防材料库、等候室、工具室等。井底车场主要巷道和硐室的支护方式及支护材料采用锚喷、锚网喷或混凝106、土碹等。 3.4.3二、三期工程施工总部署（1）主、副斜井、回风立井落底后施工临时水仓，形成临时排水系统，安排两个工作面同时施工。（2）二、三期工程施工必须遵循“有掘必探，先探后掘”的原则，超前钻孔距工作面不小于30m。(3)矿建措施工程：考虑井下二期工程施工、提升、排矸方便，井筒到底后，需增加井下临时泵房、临时水仓、运输措施巷等措施工程。矿建措施工程见表3-4-2。（4）井底车场，井底车场及三条大巷开口均采用普通爆破法掘进，三条大巷具备综掘条件后采用综掘施工，顺槽及切眼采用综合机械化法掘进。矿建措施工程技术参数一览表3-9序号名 称围岩类别支护方式断 面特征锚杆特征与布置长 度（m）喷厚(m107、m)净宽（m）墙高（m）拱高（m）直径与长度（mm）间排距（mm）1副斜井信号室煤锚网喷2.01.01.020220080080021002副斜井临时水仓岩锚网喷4.501.502.25202200800800201003临时泵房岩锚网喷4.501.502.2520220080080021004风立井信号室煤锚网喷2.01.01.020220080080021005风立井临时水仓岩锚网喷4.501.502.25202200800800201006煤仓上口联络措施巷岩锚网喷4.501.502.252022008008001601007大巷联络巷半煤岩锚网喷4.501.502.2520220080108、0800160100井下施工探放水及过老空措施：井筒落底后，及时完善临时排水系统，施工临时水仓，体积200m3，二三期工程巷道施工，坚持“有掘必探、先探后掘”的方式，钻200m，掘170m，钻孔超前工作面30m。钻探前，工作面必须锚网喷支护完毕，且迎头端脸喷射100mm厚砼进行封闭，巷道矸石全部清理干净，排水设备及管路必须到位并安装完毕，确保设备管路等完好正常使用，并沿右帮挖一长1000mm、宽500mm、深600mm的水泵窝。水泵窝内放一扬程80m、流量为50m/h的潜水泵。钻探前，通风队对通风系统、瓦斯电闭锁、风电闭锁等进行一次全面大检查，探头到位。1、探孔布置参数钻孔位置尽量靠近巷道两帮109、及顶底板，钻孔长度要超过采空区不少于30m，全断面共布置5个钻孔，即在巷道中心线位置向上、向下、延掘进方向各打一个钻孔；两帮向外各打一个钻孔；2、探放施工方案（1）孔口管加工孔口管采用1084mm无缝钢管加工，加工长度4.0m。钢管中部焊6.5mm螺旋状钢筋。防止钢管在孔内滑动，钢管上部焊高压法兰盘和导气管。（2）钻机、钻杆、钻头选择：钻机选用150分离式液压钻机，钻杆选用65mm接杆钻杆，每节长度1.0m。配锥型专用接头。钻头选用75mm和120mm两种三翼金刚石钻头，75mm钻头用于钻孔钻进，120mm钻头用于孔口管埋设孔钻进。（3）钻机架设与固定：首先在工作面将钻机组装完毕，并试运转，运110、转正常后，开始把钻机放倒。导向架前端顶在岩面上,上钎卡孔对准探孔口位置，在钻机上钻卡架设开孔口管位置的上下方两侧，用风锤打42mm，深度1500mm的孔共4个，施工202200mm树脂锚杆，用托盘压住钻机钎卡架。然后根据钻孔方位及角度调整钻机导向架，调整好后用宽高长=1201201200mm的道木打“井”字架将钻机导向架垫实，最后在迎头面适当位置打4根202200mm树脂锚杆并卡上短钢丝绳套挂上3个手拉葫芦与钻机底盘四角拉紧固定牢固。（4）孔口管埋设：孔口管埋设孔径120mm开孔前根据钻孔位置先将钻机安装牢固并将钻机角度按探孔角度调整好后方可钻进。钻进深度4.0m。停钻用水将孔内岩粉冲洗干净。111、退出钻具。插入孔口管并在距法兰盘500-800mm处缠上厚10-20mm的麻丝。然后用大锤垫上木板将孔口管打紧，孔口管埋设深度3.5m，外露0.5m。然后用四根202200mm树脂锚杆和四股8#铁丝将孔口管拉紧固定牢固。最后向孔口管埋设孔内注水泥水玻璃双液浆。注至导气管均匀冒浆、无气泡后停止注浆将导气管用木塞塞紧。注浆机采用PIH-22-75/45型气动双液注浆机，注浆液配比，水泥浆配比为水泥水=10.8。双液浆配合比为水泥浆水玻璃=11。孔口管注浆结束8h后方可用65mm钻头扫孔，扫孔深度4.6m。扫孔完毕后对孔口管打清水作耐压实验。实验压力为预计静水压力5Mpa，并稳定30min，孔口管周112、围不跑水为合格，否则重新补注。（5）钻进：钻机钻进应匀速钻进，钻头钻杆不得碰撞孔口管，地测人员及时观测水量、水压有无异常变化，并作好记录。钻机司机应注意钻机运行情况，发现探水孔涌水量超过20m/h时必须停止钻进，如水压大不得拔出钻杆，情况危急时，必须关闭高压闸阀，切断电源，同时用矿用电话向调度室报告，并立即撤出井筒内所有施工人员，重新制定措施后进行处理。探孔施工完毕后，地测人员必须实测探孔内的涌水量和水压。实测水量、水压：在探孔施工完毕后，退出钻具在孔口管外露部分安装压力表，水阀门和导水管。压力表规格为10Mpa，实测探孔内的水压；再采用体积时间法测定探孔内的水量，测定时要求压力、水量稳定、准113、确。当水量不超过10m3/h，水压不超过1Mpa，正常掘进，否则必须首先关闭闸阀，然后采取专项注浆堵水措施进行处理（注浆堵水措施另编）。（6）探测煤、瓦斯、水及有害气体探煤：在探孔施工过程中，钻机司机必须注意运行情况，当出现钻进速度突然增大、钻孔内有煤屑伴随水流出时，应立即停止钻进，计算出钻孔钻进距离。实测瓦斯及有害气体：在探孔过程中，通风队派专业技术人员全程跟踪，测量巷道内的实际风速，当探测到采空区时，立即停钻，然后开启水阀门，10分钟后由瓦检人员利用仪器探测巷道内的瓦斯、有害气体的浓度及含量，并计算出瓦斯及有害气体流量，当测定瓦斯浓度大于0.5%时，必须首先关闭闸阀，然后采取注浆或抽放瓦斯114、等措施进行处理。整个钻探过程通风队必须派专职瓦检员随时检查钻孔涌出的瓦斯浓度及有害气体，发现异常立即停止钻进，关闭闸阀，撤出人员并向调度室汇报。钻孔施工完毕后，利用风动注浆泵对钻孔进行封孔处理。3、过老空措施：遇到采空区应及时封堵，避免风量流失和引起煤层自燃。根据实际钻探数据，明确采空区的位置及采空区内瓦斯、有害气体、水赋存情况和采空区顶板塌落情况。如采空区内瓦斯、有害气体超限，积水大于10m/h，必须先对其释放后再掘进。在掘进至距采空区垂深12m时，巷道采取加强支护施工，待穿越过采空区后，巷道继续掘进，巷道顶板至距采空区底板10米时，再调整为原有的支护方式，具体施工方案如下：（1）采空区内瓦115、斯、有害气体释放根据钻孔涌出的瓦斯、有害气体含量，由通风人员测量该采空区内瓦斯及有害气体浓度，如钻孔内涌出瓦斯浓度大于0.5%，其他有害气体超过规程规定时必须停止一切作业，进行处理，工作面探采空区钻孔作为排放瓦斯孔，若探得采空区瓦斯浓度及有毒有害气体浓度较高时可在工作面重新增加钻孔排放瓦斯。经与矿相关部门研究而决定，采取钻孔释放方式。即钻孔兼做瓦斯排放孔，通过钻孔排放瓦斯及有害气体，直至钻孔内瓦斯浓度低于0.5%时，方可进行其他作业。安全注意事项：风筒距工作面不得大于5m；瓦斯电闭锁、风电闭锁必须灵敏可靠；通风人员必须全过程跟踪监测钻孔涌出瓦斯浓度、工作面及回风流内瓦斯浓度，确保瓦斯浓度不大于116、0.5%；井筒及井口20m范围内所有电器设备杜绝失爆；（2）采空区内水的治理根据钻孔出水量和水压，如钻孔内涌水大于10m/h或出水压力大于0.1Mpa时，必须采取注浆施工；如钻孔内涌水量小于10m/h，则采取释放原则。工作面配备两台30m/h，扬程50m的风泵，一台使用，一台备用，同时敷设两趟108mm排水管路至井筒内临时水仓。安全注意事项：排水系统必须完善、合理，排水设备必须正常可靠且必须经过检修。如果发现情况危急时，必须立即撤出所有受水威胁区域的人员，然后采取措施进行处理；必须设专人检测钻孔出水情况，测定水量、水压，并做好记录。若水量突然发生变化，必须及时处理，并报告矿调度室。（3）、预防117、有毒有害气体措施穿老空区期间，瓦检员每班至少检查三次甲烷、二氧化碳浓度和温度，检查两次一氧化碳浓度，一次硫化氢浓度，当风量变化，出现异常气味时，必须增加检查次数。每次检查结果必须通知现场跟班队长并汇报调度，将情况记入瓦斯管理台帐。当放炮后，入井工作前必须先由瓦检员、班组长、放炮员入井检查瓦斯、顶板、积水情况，无问题后方可允许其它人员进入。检查时必须从井口向工作面逐步向里检查，检查时应检查CH4、CO2、CO、H2S、O2、温度等参数，发现异常立即撤出，进行处理。检查时3人应保持3m左右的前后距离，依次向前检查，不得盲目进入。对老空区瓦斯等参数检查，人员必须站在井筒内检测。停风后恢复通风时必须检118、查瓦斯，当气温发生较大变化时，必须要加强瓦斯检测，防止老空区瓦斯异常涌出造成事故。（4）防止片帮底板下沉措施为防止在过采空区施工过程中发生底板下沉，井筒每向前掘进4m，必须垂直井筒底板打一钻孔，探明井筒底板地质情况。钻孔长度必须穿过2#煤层采空区底板不小于5m。在掘至距采空区垂深12m时，在净断面不变的情况下，掘进宽度由3900mm改为4900mm；掘进高度由3650改为4450mm，支护方式调整为锚网喷+锚索+U29金属棚+钢筋砼浇筑。井筒采取短掘短支加强支护，井筒掘进一炮后要马上对井筒进行顶板及两帮加强支护防止片帮，施工每茬炮进尺不得超过500mm。掘进施工前，必须指派有经验的工人按操作规119、程严格执行敲帮问顶制度，敲击时，要有专人监护，人要站在安全的地方，用手镐或钢钎由轻而重地敲击顶板和两帮，如果有空声或嗡嗡声，要马上用长柄工具把悬空的石块、煤块撬下来。敲的时候，如果发出清脆的声音，还要继续用手指紧贴顶板或两帮再用镐轻轻敲，如果手指感到有震动，说明顶板或两帮石块已经脱离了整体或破裂，有冒落的危险，就应立即将其撬下来，如撬不下来，必须采取临时支撑。如果声音清脆又没有震动，说明顶板坚实。必须按作业规程规定进行巷道支护 采用架棚支护方式的巷道，必须使用拉杆或撑木，把棚子连成一个整体，防止棚子被推垮。拱形棚子卡缆必须使用设计规定的配套卡缆，其扭紧力矩不少于规程规定，施工地点要配备有扭矩指120、示器的扳手，班长要做到每班检查一次。支架与顶帮之间空隙要按作业规程要求背实、刹紧，不得空帮、空顶、空肩窝。锚杆、锚喷巷道，要严格按照设计要求进行施工，失效锚杆要及时补打，锚杆的初锚力和锚固力必须达到设计要求，每班都必须现场检测，并做好记录。有关职能部门要做好这方面的监测抽查工作，以便对支护设计和工程质量作出评价，及时发现巷道支护的不安全隐患，做到及时改进和加强锚杆支护，确保安全生产。要经常检查工作面后方巷道支护情况，发现隐患应撤出人员，及时加固修复后再掘进。严禁空顶作业 凡没有使用临时支护的工作面应一律停止作业。临时支护必须紧跟迎头，使工人在临时支护的掩护下进行作业。防止放炮崩歪、崩倒迎头支架121、 严格按作业规程中爆破说明书的规定进行钻眼、装药和放炮。要合理布置炮眼，特别是掏槽眼的位置及角度要合适，装药量要合理。扶棚浇筑前必须先将金属棚腿子穿鞋后将底板挖至掘进底板然后进行扶29U型金属棚，金属棚拉钩采用10圆钢加工，金属棚扶好后再将井筒两基础进行浇注，井筒过采空区段铺底厚度为400mm。浇筑过程中加入BR-3防水剂，掺量为水泥的10%。底板浇筑完毕后，根据中腰线将两侧墙基用风镐打成毛面，以保证浇筑墙体时与底板结实。支护方式：临时支护：采用单体水压支柱作为临时支护，迎头临时支护水压支柱必须穿鞋戴帽，支撑有力，架设牢固，单体水压支柱不少于3根，单体水压支柱支撑力不小于30KN。3.4.5井122、下煤仓及其他硐室施工煤仓施工方案：上部机头硐室锚喷结束后，利用反井钻机从下往上钻一个直径1.2m的钻孔，然后从上向下进行煤仓刷大，并进行锚网喷临时支护，临时支护紧跟工作面,必要时加锚索支护。自上向下短段掘砌，进行混凝土永久砌碹支护。机头硐室施工方案：机头硐室采用台阶法施工，每层台阶2.02.5m，上台阶超前下台阶68m，耙矸机出矸倒矸。每层台阶掘进后即对巷道进行锚网喷支护，最后进行喷射混凝土永久支护成巷。3.4.6岩石平、斜巷施工掘进：岩石平、斜巷施工采用凿岩台车或YT-26型风钻打眼，全断面一次钻进，钻眼深度为2.4m。为确保钻眼质量及速度，实行定人、定位、定工作量的分片包干制。钻眼爆破作业123、要严格按爆破设计施工，保证钻眼、装药、联线，放炮等各工序的质量，并根据岩石硬度等实际情况，及时调整爆破参数，提高爆破效果，确保巷道成型。钻眼时，除掏槽眼以外的所有炮眼，眼底均要落到同一平面内，炮眼角度符合要求。钻眼完成后，将炮眼内岩（煤）粉用压风吹净，然后按爆破图表要求进行装药，经检查无误后，方可进行联线，联线方式为串联，将每个雷管的脚线连在一起，并检查有无漏连，无误后与母线联接。放炮前工作面附近所有的设备要进行掩护，人员撤离到安全地点躲避，起爆地点到爆破地点的距离必须在作业规程中具体规定。爆破采取毫秒延期电雷管全断面一次爆破方式。钻眼爆破法施工要根据围岩的不同情况来调整爆破参数，严格按爆破图124、表施工，光面爆破周边眼保证爆破后眼痕率在85%以上，不得欠挖，局部超挖控制在150mm以内。顶帮锚网安装：顶部锚杆安装采用MQT11Q-C型气动锚索钻机打眼及安装。帮锚杆钻孔及安装采用YT-26型风钻施工。顶部锚杆施工时，先施工顶板中央锚杆孔，然后连接钢筋网。在指定锚杆位置打孔后，将锚固剂药卷装入孔内，利用锚杆机把带有钢筋网、托盘、螺母等部件的锚杆推入设计位置并搅拌20s，停机30-50s使树脂固化，然后再启动钻机，使用锚杆快速安装器将锚杆螺母拧紧。坚持打一孔注一孔。两帮锚杆滞后拱部锚杆1-2排施工，施工顺序自上而下，由后向前逐排进行。锚杆安装完毕完备，最后用风动锚杆机拧紧螺母。喷射混凝土：工125、作面锚网支护完成后，立即进行初喷支护，喷厚不低于50mm，喷砼紧跟工作面，及时封闭围岩。喷射砼前，应清洗岩面，喷射作业中严格控制水灰比，喷砼表面应平整，湿润光泽。3.4.7煤巷施工三条大巷开口、车场硐室，联络巷采用普通炮掘法施工，大巷及顺槽采用综合掘进机掘进，桥式转载机配套可伸缩皮带运输。炮掘采用YT-26型风钻打眼，全断面一次钻进，钻眼深度为2.4m。工作面矸石采用液压挖斗式装载机装矸，刮板输送机运输，在一采区回风巷中安装一条可伸缩皮带，三条大巷的煤矸通过可伸缩皮带将煤矸运到副斜井井底，通过副斜井皮带提至地面。胶带顺槽、辅助运输顺槽采用综掘机截割的施工方法进行掘进施工，三班按正规循环组织生产126、。(一) 工艺流程：准备截割转载运输退出支护。(二) 操作要点：a、交接班后，开机截割，经综掘机扒装系统转载到后部运输机运输。b、在截割、运输时，及时准备支护材料。c、截割完毕立即挂网，往前移动前探梁进行临时支护,加牢固后,再按照由中间向两帮的顺序打锚杆眼并安装锚杆,上紧托盘进行永久支护。d、巷道掘进的同时后部进行铺设临时轨道、巷道四清及运送物料等工作。截割方法、顺序为了确保巷道成形，巷道采用横向往复式截割，并按照先下后上、先中间后四周的原则截割。综掘机截割时将截割头调至巷道中,由巷道下中部开口进刀,左右摆动,割出横槽,然后由下向上截割,进刀深度以0.5m为宜，先截割至与设计接近的断面，最后从127、巷道的左下角进刀截割至设计断面。截割工作完成后，退出综掘机进行支护，支护工作完成后再开始进行下一个循环截割。综掘机截割顺序见图。图3-4：综掘机截割顺序示意图说明：、本图为机掘巷道截割滚筒运行轨迹示意图。 、图中1点为滚筒进刀起始点。 、图中2点为刷宽成巷起始点。顺槽施工后，永久煤仓及主斜井永久皮带已经形成。一采区回风大巷设置临时皮带，各顺槽矸石通过胶带顺槽联络巷内的刮板输送机转载至一采区回风大巷皮带上井底主煤仓主斜井井筒地面。3.4.8切眼施工切眼施工采用综掘机直接开口（开口处靠内侧帮可有一定的抹角，开口掘进6米后，及时安装SGW-40D型刮板输送机，掘进15米后，接好综掘机转载，然后正常掘128、进，掘进过程中，每90米安装一部SGW-40D型刮板输送机。切眼施工采用二次施工，一次导硐掘进，到位后进行二次刷大；一次掘进断面为42003500mm，二次刷大断面为40003500；一次导硐掘进完毕后，首先将综掘进后退到切眼开口位置，然后在刷大侧距离内侧帮450mm处沿切眼走向打设好一排木点柱后，然后采用综掘机按导硐同样的施工顺序进行二次掘进直到刷大施工完毕。一次掘进和二次刷大采用掘一锚一的循环作业方式，临时支护紧跟迎头。3.4.9施工进度及工期计划最高峰安排十支掘进队伍，附山西汾西矿业集团正新煤焦有限责任公司和善煤矿兼并重组整合矿井工程排队表。关键施工路线队伍一：主斜井井筒主斜井井底临时水129、仓+1195m水平井底车场井底煤仓下口给煤机硐室1#煤井底煤仓6#煤井底煤仓9+10煤井底煤仓主斜井井筒铺底主斜井井筒皮带安装及试运转矿井联合试运转队伍二：主斜井井筒开口施工煤仓上口措施巷+1320m带式输送机大巷+1320m带式输送机大巷铺底+1320m带式输送机大巷皮带安装队伍三：副斜井井筒+1320m水平井底车场+1320m水平至+1195m水平东翼轨道巷轨道巷铺底铺轨副斜井井筒铺底铺轨队伍四：副斜井井底开始施工井底车场等候室通道9+10煤层回风大巷队伍五：回风立井井筒9+10煤总回风大巷9+10煤回风大巷+1195m主排水泵房水仓及配水巷井下消防材料库及通道井下爆炸材料库及通道队伍六：130、回风井井底开始施工9+10煤带式输送机大巷主变电所管子道+1195m水平至东翼轨道巷9+10煤层至6煤层轨道大巷联络巷队伍七：花坡采区至9-1采区运输巷花坡采区运输上山901运输顺槽开切眼+1320m水平西翼轨道巷队伍八：花坡采区至9-1采区轨道巷花坡采区轨道上山901轨道顺槽花坡采区煤仓花坡采区溜煤眼+1320m水平西翼轨道巷队伍九：和达进风行人斜巷6104煤炭运输顺槽6104工作面开切眼6-1采区煤炭运输上山6-1采区煤仓6-1采区至9-1采区煤仓运输巷队伍十：和达回风斜巷6104辅助运输顺槽6-1采区辅助运输上山6-1采区变电所6-1采区回风上山6-2采区变电所3.4.10劳动力配备计划131、劳动力配备分普通法掘进与综合机械化掘进，按不同需要进行配备，详见劳动力配备表3-10、表3-11。 普通法炮掘每个掘进队劳动力配备表3-10序号工种人数备 注1打眼工432放炮员233打锚索工234喷浆工635耙矸机司机136推车工437维护工138跟班干部139跟班班长1310小计66说明“三.八”作业制，每小班完成一个循环。 综合机械化掘进每队劳动力配备 表3-11序号工种人数备 注1掘进机司机232打锚杆工433攉煤工234胶带机司机335刮板机司机336信号工237调度绞车司机538维护工239跟班干部510跟班班长1311小计75其他辅助人员配备根据不同阶段配备辅助人员，最高峰配备炮132、掘队伍6个396人，综掘队伍四个300人，运搬队：100人；机电科：80人；通风队：50人；后勤辅助人员：80人；管理人员50人，矿建施工人员最高峰合计：1056人。3.5井巷工程施工辅助系统 提升系统.1主斜井提升系统采用两套单钩提升系统，主提选用JK-2.5/20型凿井提升机，满足容绳量及安全系数要求，非标准钢结构翻矸栈桥，一个10m3箕斗，用于排矸；副提选用JK-2.5/20型凿井提升机，挂串车用于中、下部井筒施工时输送物料。绞车主要技术参数见表3-12绞车主要技术参数表 表3-12序号项 目型号或参数型号或参数主提升机副提升机1提升机JK-2.5/20JK-2.5/202最大静张力KN133、90903最大静张力差KN90904电机功率kw4754875电机转速(rpm/min)7207206最大提升速度m/s4.74.77选用钢丝绳直径mm26248提升容器m31041.79天轮规格mm2500250010钢丝绳破断力总和(kgf)432333687511钢丝绳安全系数6.68.01、主斜井主提升运输矸石选型计算如下：1)绞车型号为：JK-2.5/20提升最大速度：Vm=4.7m/s电机参数 475kw 580r/minD=2.5m B=2.0m 最大静张力90KN最大静张力差90KN2) 提升容器 10m3 箕斗 自重69643)提升钢丝绳校核提升物料荷重Q=0.9VjVg=0134、.9101600=14400kg提升钢丝绳终端载荷Q0 =Q+QZ =14400+6964=21364Kg钢丝绳单位长度重量PS （Kg/m）PS = Q0（sin+1 cos）/110B /9.81ma L（sin+2cos）=21364（sin13.50 +0.01 cos13.50）/1101670/9.816.51300（sin13.50 +0.2cos13.50）=2.23Kg/mB钢丝绳钢丝的抗拉极限强度，取1670N/mm2 m钢丝绳安全系数，取6.5 L钢丝绳最大牵引长度，取1300m 井筒倾角 13.50 1容器运行阻力系数，取0.01 钢丝绳运行时与托辊和底板的阻力系数，取135、0.2选择钢丝绳据PSB PS查表选钢丝绳型号为67-26-1670 PSB=2.37Kg/m 钢丝破断拉力总和43233kg钢丝绳安全系数校核 m= Qd/ Q0（sin+1 cos）+ PSBL（sin+2cos）=43233/21364（sin13.50 +0.01cos 13.50）+2.371300（sin13.50 +0.2 cos 13.50）=43233/6513=6.66.5 符合安全规程规定4)正常时提升机强度校验：最大静张力差为： Fj= Q0（sin+1 cos）+ PSBL（sin+2cos） = 21364（sin13.50 +0.01 cos13.50）+2.37136、1300（sin13.50 +0.2 cos13.50）=6513kg 9000 kg5)卸矸时提升机强度校验：最大静张力差为： Fj= Q0（sin+1 cos）+ PSBL（sin+2cos） =21364（sin250 +0.01 cos250）+2.3720（sin250 +0.2 cos250）=8251kg 9000 kg提升机强度能够满足需要6)电机功率估算：P=KB FjVmB/102c =1.265134.7/1020.85=424KW PS查表选钢丝绳型号为67-24-1670 PSB=2.02 Kg/m 钢丝破断拉力总和36875kg钢丝绳安全系数校核 m= Qd/ Q0137、（sin+1 cos）+ PSBL（sin+2cos）=36875/14296（sin13.50 +0.01 cos 13.50）+2.021300（sin13.50 +0.2 cos 13.50）=36875/4600=8.06.5 符合安全规程规定（4）、提升机强度校验：最大静张力差为： Fj= Q0（sin+1 cos）+ PSBL（sin+2cos） = 14296（sin13.50 +0.01 cos 13.50）+2.021300（sin13.50 +0.2 cos13.50）=4600kg 9000 kg提升机强度能够满足需要（5）、电机功率估算：P=KB FjVmB/102c 138、=1.246004.7/1020.85 =299KW PS查表选钢丝绳型号为67-24-1670 PSB=2.02 Kg/m 钢丝破断拉力总和36875kg钢丝绳安全系数校核 m= Qd/ Q0（sin+1 cos）+ PSBL（sin+2cos）=36875/5000（sin13.50 +0.01 cos 13.50）+2.021300（sin13.50 +0.2 cos 13.50）=36875/2339=159 符合安全规程规定.2副斜井提升系统采用两套单钩提升系统，主提选用JK-2.5/20型凿井提升机，满足容绳量及安全系数要求，非标准钢结构翻矸栈桥，一个10m3箕斗，用于排矸；副提选139、用JK-2.5/20型凿井提升机，挂串车用于中、下部井筒施工时输送物料。绞车主要技术参数见表3-13绞车主要技术参数表 表3-13序号项 目型号或参数型号或参数主提升机副提升机1提升机JK-2.5/20JK-2.5/202最大静张力KN90903最大静张力差KN90904电机功率kw4754875电机转速(rpm/min)7207206最大提升速度m/s4.74.77选用钢丝绳直径mm26248提升容器m31041.79天轮规格mm2500250010钢丝绳破断力总和(kgf)432333687511钢丝绳安全系数6.68.01、副斜井主提升运输矸石选型计算如下：1)绞车型号为：JK-2.5/140、20提升最大速度：Vm=4.7m/s电机参数 475kw 580r/minD=2.5m B=2.0m 最大静张力90KN最大静张力差90KN2) 提升容器 10m3 箕斗 自重69643)提升钢丝绳校核提升物料荷重Q=0.9VjVg=0.9101600=14400kg提升钢丝绳终端载荷Q0 =Q+QZ =14400+6964=21364Kg钢丝绳单位长度重量PS （Kg/m）PS = Q0（sin+1 cos）/110B /9.81ma L（sin+2cos）=21364（sin160 +0.01 cos160）/1101670/9.816.5620（sin160 +0.2cos160）=2.141、35Kg/mB钢丝绳钢丝的抗拉极限强度，取1670N/mm2 m钢丝绳安全系数，取6.5 L钢丝绳最大牵引长度，取620m 井筒倾角 160 1容器运行阻力系数，取0.01 钢丝绳运行时与托辊和底板的阻力系数，取0.2选择钢丝绳据PSB PS查表选钢丝绳型号为67-26-1670 PSB=2.37Kg/m 钢丝破断拉力总和43233kg钢丝绳安全系数校核 m= Qd/ Q0（sin+1 cos）+ PSBL（sin+2cos）=43233/21364（sin160 +0.01cos 160）+2.37620（sin160 +0.2 cos 160）=43233/6781=6.76.5 符合安全142、规程规定4)正常时提升机强度校验：最大静张力差为： Fj= Q0（sin+1 cos）+ PSBL（sin+2cos） = 21364（sin160 +0.01 cos160）+2.37620（sin160 +0.2 cos160）=6781kg 9000 kg提升机强度能够满足需要6)电机功率估算：P=KB FjVmB/102c =1.267814.7/1020.85=441KW PS查表选钢丝绳型号为67-24-1670 PSB=2.02 Kg/m 钢丝破断拉力总和36875kg钢丝绳安全系数校核 m= Qd/ Q0（sin+1 cos）+ PSBL（sin+2cos）=36875/142143、96（sin160 +0.01 cos 160）+2.02620（sin160 +0.2 cos 160）=36875/4664=7.96.5 符合安全规程规定（4）、提升机强度校验：最大静张力差为： Fj= Q0（sin+1 cos）+ PSBL（sin+2cos） = 14296（sin160 +0.01 cos 160）+2.02620（sin160 +0.2 cos160）=4664kg 9000 kg提升机强度能够满足需要（5）、电机功率估算：P=KB FjVmB/102c =1.246644.7/1020.85 =303KW PS查表选钢丝绳型号为67-24-1670 PSB=2.144、02 Kg/m 钢丝破断拉力总和36875kg钢丝绳安全系数校核 m= Qd/ Q0（sin+1 cos）+ PSBL（sin+2cos）=36875/5000（sin160 +0.01 cos 160）+2.02620（sin160 +0.2 cos 160）=36875/2216=16.69 符合安全规程规定.3回风立井提升系统1.1凿井井架选用IIIG型凿井井架，井架加高0.8米，封口盘至翻矸平台高度为9.2m，能满足施工需要。1.2提升设备考虑二期工程施工需要，提升设备选用2JK-3.5/20型提升机，配4.0m3 3.0m3坐钩式吊桶，提升设备选型及有关技术参数见表3-14。 凿井提145、升设备选型及技术参数 表3-14序号项目型号或技术参数备注1提升机2JK-3.5/202最大静张力（kg）170003最大静张力差（kg）115005电机功率（kw）8006电机转速r.min-15807最大提升速度（m/s）5.38选用钢丝绳（直径）409提升容器（m3）4/310天轮规格（mm）300011钢丝绳终端荷载（kg）9551/718012悬绳重量（kg）308013合计提升重量（kg）1263114钢丝绳破断力总和（kg）11906215钢丝绳安全系数10.41.3提升钢丝绳选择、校核：（1）钢丝绳的最大悬垂高度H0 = Hsh+Hj =372.146m 取380 mHsh 井146、筒深度351.5 m Hj 井口水平至天轮平台高度20.646 m（2）提升物料荷重按4 m3吊桶考虑 Q = KmVTBrg+0.9（1-1/ks）VTBsh = 7560kg Km 吊桶装满系数 0.9VTB 标准吊桶容积m3rg 岩石松散重量 1600kg/m3ks 岩石松散系数2sh水容重 1000kg/m3（3）提升容器自重（按4m3吊桶、11t钩头考虑）QZ = 1530+196+215+50 = 1991kg（4）提升钢丝绳终端荷载 Q0 = Q+Qz = 9551kg（5）钢丝绳单位长度重量Ps（kg/m）Ps= Q0/（110B/ma-380）=4.31 kg/m 式中B 钢147、丝绳钢丝的抗拉极限强度 177kgf ma 钢丝绳安全系数 取7.5（6）选择钢丝绳据PsBPs 查表2-1-79选择钢丝绳型号为187-40-1770（特）PSb=6.24 kg/m （7）以最大终端载荷验算提升钢丝绳安全系数 m = Qd/（Q0+H0PSB） ma Qd 钢丝绳破断拉力总和 119062kgfm = 119062/（9551+3006.24）=10.47.5考虑提升人员，按每次提升8人考虑校核安全系数m = 119062/（875+1991+3516.24）=19.29经计算提升绳选用187-40-1770（特）钢丝绳符合安全规程规定（8）最大静张力及最大静张力差验算Qj148、maax = Q0+H0PSB = 9551+3516.24=11741kg11500kg 不符合要求根据不满足最大静张力差要求考虑在井筒施工至300米时，更换3m3吊桶（2）提升物料荷重按3 m3吊桶考虑 Q = KmVTBrg+0.9（1-1/ks）VTBsh = 5670kg Km 吊桶装满系数 0.9VTB 标准吊桶容积m3rg 岩石松散重量 1600kg/m3ks 岩石松散系数2sh水容重 1000kg/m3（3）提升容器自重（按3 m3吊桶、11t钩头考虑）QZ = 1049+196+215+50 = 1510kg（4）提升钢丝绳终端荷载 Q0 = Q+Qz = 7180kg（5）149、以最大终端载荷验算提升钢丝绳安全系数 m = Qd/（Q0+H0PSB） ma Qd 钢丝绳破断拉力总和 119062kgfM = 119062/（7180+3516.24）=10.87.5300米时最大静张力为：Qjmaax = Q0+H0PSB = 7180+3006.24=9052kg11500kg符合要求351米时最大静张力为：Qjmaax = Q0+H0PSB = 7180+3516.24=9370kg11500kg符合要求（6）提升机电机功率验算4m3吊桶：P0=（Qz+Q+PSbH）VmB/102=（9551+3006.24）5.3/（1020.85）=698kw PS查表选钢丝150、绳型号为67-20-1670 PSB=1.4 Kg/m 钢丝破断拉力总和25547kg钢丝绳安全系数校核 m= Qd/ Q0（sin+1 cos）+ PSBL（sin+2cos）=25547/20008（sin90 +0.01 cos 90）+1.480（sin90 +0.2 cos 90）=25547/3367=8.846.5 符合安全规程规定（4）、提升机强度校验：最大静张力差为： Fj= Q0（sin+1 cos）+ PSBL（sin+2cos） = 20008（sin90 +0.01 cos 90）+1.480（sin90 +0.2 cos90）=3367kg 4000 kg提升机强度151、能够满足需要（5）、电机功率估算：P=KB FjVmB/102c =1.233672.6/1020.85 =121KW PS查表选钢丝绳型号为67-20-1670 PSB=1.4 Kg/m 钢丝破断拉力总和25547kg钢丝绳安全系数校核 m= Qd/ Q0（sin+1 cos）+ PSBL（sin+2cos）=25547/7148（sin190 +0.01 cos 190）+1.4630（sin190 +0.2 cos 190）=25547/2849=8.976.5 符合安全规程规定（4）、提升机强度校验：最大静张力差为： Fj= Q0（sin+1 cos）+ PSBL（sin+2cos） 152、= 7148（sin190 +0.01 cos 190）+1.4630（sin190 +0.2 cos190）=2847kg 4000 kg提升机强度能够满足需要（5）、电机功率估算：P=KB FjVmB/102c =1.228472.6/1020.85 =102KW 7.5提升人员时钢丝绳安全系数校验每次提升人员数量为：N=4.981.290.18=33人每人重量按80Kg计算提升人员时钢丝绳安全系数 :m=Qd/( QG+ QR) =114829/(7448+3806.24+3380)=9.29 经计算选用187-40-1770钢丝绳做提升绳符合安全规程规定。 绞车强度验算最大静张力QJm153、ax= Q0+ Q绳 =12344+3806.24=14715kg17000Kg 符合要求 最大静张力差QJmaxc= Q矸+ Q绳 =4896+3806.24 =7267kg11500Kg 符合要求电机功率校验： P=KQVMb/102c =1.248965.851.3/1020.85 =515KW1000KW 故电机功率符合要求。式中 K矿井阻力系数，K=1.151.2 Q提升物料荷重 VMb最大提升速度 动力系数； 吊桶提升时1.05 罐笼提升时1.3压风系统新建主斜井、副斜井、回风立井各自一个工广，花坡工广、和达工广为原有工广，各自单独的压风系统。.1主斜井、副斜井施工期间1、用风量统154、计风动设备用风量统计表 表3-15设备名称规格单台耗风量(m3/min)打眼出矸喷浆使用台数总耗风量使用台数总耗风量使用台数总耗风量凿岩机YTP-263618喷浆机PZ-7B818风泵BQF-50/252.512.512.512.5合计20.52.510.52、压风机选型掘进总耗风量的计算：Q=nkq=28.8m3/min管网漏风系数，取1.1风动机械磨损使耗风量增加的系数，取1.1高原修正系数，取1.16n同型号风动机具使用数量12台k同型号风动机具同时使用系数，取1.0q风动工具耗风量 3m3/min主斜井、副斜井井筒同时掘进时最大耗风量为28.8m3/min，考虑大断面快速施工多工种平行155、作业及风压降效等因素，本着经济合理的原则，主、副斜井工广各布置一个压风机房。分别设置3台SA120型螺杆式压风机，其中2台工作，1台备用可满足不同作业循环的要求。3、压风管路的选型d=20Q1/2=107.3mmQ管道计算压风流量，28.8m3/min根据最大用风量地面和井下均选用1594.5mm无缝钢管。从压风机房引自井口，再由井口分别引向主、副斜井井筒中可以满足供风要求。.2回风立井施工期间1、用风量统计 井筒凿井期间耗风量 表3-16风动工具名称型号单台耗风量m3/min凿 岩抓 岩砌 壁数量耗风量数量耗风量数量耗风量台m3/min台m3/min台m3/min伞钻六臂60160抓岩机HZ156、-617234风泵BQF-4.514.514.514.5风镐G101.011.011.0合计64.540.55.5根据计算各井筒施工最大耗风量为64.5m3/min，选用SA-120A型空气压缩机2台，MM250-6KV型空气压缩机1台，可以满足生产要求。2、压风管路选择：根据最大用风量，选用1594.5mm无缝钢管作为压风管可以满足系统要求。压风管采用井壁固定。压风管内径的计算：Q1=QP0/P1=64.50.10.7=9.21m3/mind=4Q1/（60）1/2=0.156mQ1 平均压力状态下空气流量m3/min；Q 管道在15和0.1MPa大气压下的计算压风流量m3/min；P1 管157、道中空气的平均压力一般为0.5-0.9MPa取0.7MPa；P0 吸气大气压一般为0.1MPa； 管道内压缩空气流速一般为5-10m/s，取8.0m/s；d 压风管内径，m选用1594.5mm无缝钢管符合要求。.3二、三期工程施工期间井下二三期施工期间，仍采用井筒施工时压风系统，每个工广分别往井下延伸管路。二期工程最多二个炮掘工作面或二个机掘工作面同时施工。施工设备耗风量见表3-17：主要施工设备耗风量一览表。主要施工设备耗风量一览表3-17一、机掘工作面风动设备配置序号设备名称设备型号配置台数单台耗风量1气动锚杆钻机MQT12023.2m3min2手持式气动帮锚杆钻机MQS-30B22.8 158、m3min3风镐G1021 m3min二、炮掘工作面风动设备配置序号设备名称设备型号配置台数单台耗风量1风锤YTP-2643 m3min2气动锚杆钻机MQT12023.2m3min3风镐G1021 m3min4喷浆机PZ7B17 m3min掘进总耗风量的计算：Q=nkq管网漏风系数，取1.1风动机械磨损使耗风量增加的系数，取1.1高原修正系数，取1.16n同型号风动机具使用数量 4台k同型号风动机具同时使用系数，取1.0q风动工具耗风量 3m/min炮掘时最大耗风量为40m/min，机掘最大耗风量为19.6m/min，本着经济合理的原则，每工广设3台SA-120型空压机，2台使用，1台备用可满159、足不同作业循环的要求。压风管路采用井筒施工时布置的1594.5mm无缝钢管可以满足供风要求。压风管路按井筒设计位置布置，必须刷红色油漆，利用距设计底板500 mm的托管或道镢托起并固定，要每100米加一道防滑(打锚杆、钢丝绳套系牢)装置。井筒内管路按设计位置安装，压风管路每50m必须安装一个阀门，当管路和电缆不得已在一侧时，管路和电缆间距不得小于300mm。SA-120A螺杆式空气压缩机主要技术参数表 表3-18序号项 目参数单位1排气压力0.85MPa2排气量21M3/min3电机功率120KW4供电要求380/3/50V/ph/HZ5外型尺寸长（mm）3000mm宽（mm）1650mm高（160、mm）1780mm重量（kg）3120kg通风及监控系统通风系统一、通风系统布置原则：根据二期工程工程量和工程排队计划，矿井建设期间的通风系统以缩短独头通风的距离，保证工作面有效风量，风排治理瓦斯为主要目的，同时相应工期计划，尽快形成全风压通风系统为原则：1、根据二期巷道工程布置和工程排队，和善矿井建井期间通风采用分区通风方式，及花坡采区、和达采区和新建采区，在901运输顺槽、901轨道顺槽与采区轨道行人上山贯通及采区提料斜巷与9+10煤层回风大巷贯通后进行矿井永久通风系统布置。（详见方案概述）2、所有工作面局扇均布置两台，一台使用一台备用，双电源自动切换。3、布置安全监控系统做到瓦斯治理监控161、有效，提高矿井安全管理可靠性。二、通风系统布置方案：1、花坡采区通风系统：根据工程量排队花坡采区安排两个掘进队同时施工9-1采区运输巷及轨道巷、901采区运输顺槽、轨道顺槽，利用原花坡煤矿地面两台FBCDZ2546NO15，255kW主通风机作为通风动力形成全风压通风系统，工作面使用局扇安装在原花坡矿井皮带大巷新鲜风流中，进入9-1采区运输巷及轨道巷前进行通风系统改造，在花坡采区9-1采区轨道大巷与带式输送机大巷施工一联络横贯形成全风压通风系统，同时将施工9-1采区运输巷及轨道巷使用局扇前移到带式输送机大巷联络巷后全风压风流巷道内，本采区布置2个工作面。 详见花坡采区通风系统图。2、和达采区通162、风系统：和达采区安排两个掘进队同时施工6104采区煤炭运输顺槽、辅助运输顺槽、6-1采区三条大巷，根据矿井初步设计提供资料显示，原和达矿井已形成全风压通风系统，利用地面两台FBCDZ6NO17A，275kW主扇作为通风动力，工作面使用局扇安装在进风行人斜井全风压新鲜风流中，6104煤炭运输顺槽与采区回风上山贯通后，进行通风系统改造，在回风斜井与进风行人斜井联络巷间砌筑一道平衡风门，将煤炭运输顺槽工作面使用局扇前移到辅助运输山上与煤炭运输顺槽交叉点后20米全风压新鲜风流中，辅助运输顺槽工作面使用局扇前移到平衡风门全风压新鲜风流中；队伍一施工路线：煤炭运输顺槽煤炭运输上山，煤炭运输上山施工使用局扇163、安装在平衡风门全风压新鲜风流侧，队伍二施工路线：辅助运输顺槽辅助运输上山采区回风上山，辅助运输上山及采区回风上山施工使用局扇安装在辅助运输山上与煤炭运输顺槽交叉点后20米全风压新鲜风流中本采区同时布置2个工作面。详见和达通风系统图。3、新建采区通风系统：根据工程排队新建采区 前期施工主副斜井及回风立井，后期施工，+1195水平井底车场、+1320m水平井底煤仓带式输送机大巷、+1320m水平井底车场、+1320m水平至+1195水平东翼轨道巷、9+10煤层回风大巷、9+10煤层总回风大巷、+1195m水平至东翼轨道巷等二期工程重要大巷，由于在施工过程中不具备形成通风系统条件，因此工作面使用局扇164、均安装在地面，主斜井地面安装四台风机，敷设两趟风筒，其中一趟供9+10号煤层井底煤仓施工使用，一趟风筒供+1320m水平井底煤仓带式输送机大巷施工使用；副斜井地面安装四台风机，敷设两趟风筒，其中一趟供+1320m水平井底车场施工使用，一趟风筒供9+10煤层回风大巷施工使用；回风立井地面安装四台风机，敷设两趟风筒，其中一趟供9+10煤层总回风大巷施工使用，一趟风筒供+1195m水平至东翼轨道巷施工使用，在901运输顺槽、901轨道顺槽与采区轨道行人上山、带式输送机上山贯通、采区提料斜巷与9+10煤层回风大巷贯通，花坡采区、6-1采区与新建采区相互沟通后，形成矿井永久通风系统。本采区同时布置6工作165、面。详见新建采区系统图。各采区工作面风量计算和风机选型：根据和善矿井初步说明书提供的矿井瓦斯涌出量预测报告，9号煤层掘进工作面绝对瓦斯涌出量为0.64m/min，6号煤层掘进工作面绝对瓦斯涌出量为0.37m/min，为低瓦斯矿井，工作面风量验算中CH4最大绝对涌出量以下面计算值为依据。1、花坡工作面风量计算和风机选型（1）按CH4绝对涌出量计算：Q效=100qK=1000. 641.8=116m3/minQ效工作面有效风量 m3/minK瓦斯涌出不均衡系数取1.8qCH4最大绝对涌出量，0.64（2）按人数计算用风量：Q效=4n=460=240m3/minQ效工作面所需风量n工作面同时工作的最166、多人数（交接班时）（3）按最低风速计算用风量：Q效=60vSi=600.2517.4=261m3/minQ效工作面所需风量v煤巷掘进最低风速，取0.25m/sSi巷道的掘进断面积（巷道断面按+1320西翼轨道巷断面取值计算）（4）、按规程规定的最低和最高风速进行验算VminS Q掘VmaxS m3/min 式中 Q掘掘进工作面的风量，m3/min ；Vmin最低允许风速，煤及半煤岩取0.25m/s ，即15 m/min；Vmax最高允许风速，岩、煤及半煤岩取4m/s，即240m/minS 掘进巷道的净断面积， 。17.41526117.4240 m3/min2612614176取最大值为261167、m3/min为工作面最低有效风量，以下局扇选型以有效风量261m3/min进行核算。（二）局扇的工作风量：Q工=Q效1.2=2611.2=313m3/min（三）局扇选型计算1、风筒风阻计算（1）沿程摩擦风阻Rm=6.5L/d5=6.50.00291300/0.85=76.58NS2/m8Rm风阻 ，NS2/m8摩擦阻力系数为0.0029 NS2/m4L风筒长度1300 md风筒直径 （800mm风筒）（2）、接头风阻Rz=nr/2gs=1300/200.091.2/（29.80.52） =1.43NS2/m8 n风筒接头数 ，个 风筒局部阻力系数，取0.09 r空气相对密度，取1.2kg/m168、3 g重力加速度，取9.8s风筒断面积（3）、出口风阻 Rc=0.818r/gd4=0.8181.2/（9.80.84）=0.25 NS2/m8 r空气相对密度，取1.2kg/m3 g重力加速度，取9.8d风筒直径（4）局部通风机理论工作风压 ht=RQ扇Q掘 =（76.58+1.43+0.25）313/60261/60 =1777Pa ht压入式局部通风机全风压，Pa；（出口动压一般忽略不计）根据掘进工作面实际需要的风量，考虑实际施工情况，工作面选用两台（一台备用）FBD-NO6.3型压入式局扇，电机功率为230KW的风机，局扇风量为650320m3/min，风压为5006400Pa，工作面169、布置一趟800mm阻燃、抗静电胶质风筒，能够满足施工要求。2、和达采区工作面风量计算和风机选型（1）按CH4绝对涌出量计算：Q效=100qK=1000.371.8=67m3/minQ效工作面有效风量 m3/minK瓦斯涌出不均衡系数取1.8qCH4最大绝对涌出量，0.37（2）按人数计算用风量：Q效=4n=460=240m3/minQ效工作面所需风量n工作面同时工作的最多人数（交接班时）（3）按最低风速计算用风量：Q效=60vSi=600.2514.2=213m3/minQ效工作面所需风量v煤巷掘进最低风速，取0.25m/sSi巷道的掘进断面积（巷道断面按采取变电所断面取值计算）（4）、按炸药170、消耗量计算用风量：Q效=7.8A（SL）2K1/3/t =7.825（12.21600）20.31/3/30 =369m3/minQ效爆破后工作面所需风量t爆破后井巷通风时间，取30minA同时爆破的炸药量25kg（分次爆破）S井巷净横截面积12.2m2（巷道断面按辅助运输顺槽断面取值计算）L通风长度1600m（最长通风距离）（5）、按规程规定的最低和最高风速进行验算VminS Q掘VmaxS m3/min 式中 Q掘掘进工作面的风量，m3/min ；Vmin最低允许风速，煤及半煤岩取0.25m/s ，即15 m/min；Vmax最高允许风速，岩、煤及半煤岩取4m/s，即240m/minS 掘171、进巷道的净断面积， 。14.21536914.2240 m3/min2133693408 取最大值为369m3/min为工作面最低有效风量以下局扇选型以有效风量369m3/min进行核算。（二）局扇的工作风量：Q工=Q效1.2=3691.2=443m3/min（三）局扇选型计算1、风筒风阻计算（1）沿程摩擦风阻Rm=6.5L/d5=6.50.00291600/0.85=94.25NS2/m8Rm风阻 ，NS2/m8摩擦阻力系数为0.0029 NS2/m4L风筒长度1600 md风筒直径 （800mm风筒）（2）、接头风阻Rz=nr/2gs=1600/200.091.2/（29.80.52） =172、1.76NS2/m8 n风筒接头数 ，个 风筒局部阻力系数，取0.09 r空气相对密度，取1.2kg/m3 g重力加速度，取9.8s风筒断面积（3）、出口风阻 Rc=0.818r/gd4=0.8181.2/（9.80.84）=0.25 NS2/m8 r空气相对密度，取1.2kg/m3 g重力加速度，取9.8d风筒直径（4）局部通风机理论工作风压 ht=RQ扇Q掘 =（94.25+1.76+0.25）443/60369/60 =4368Pa ht压入式局部通风机全风压，Pa；（出口动压一般忽略不计）根据掘进工作面实际需要的风量，选用两台（一台备用）FBD-NO6.3型压入式局扇，电机功率为230173、KW的风机，局扇风量为650320m3/min，风压为5006400Pa，工作面布置一趟800mm阻燃、抗静电胶质风筒，能够满足施工要求。3、新建采区回风立井工作面风量计算和风机选型（1）按CH4绝对涌出量计算：Q效=100qK=1000.641.8=115m3/minQ效工作面有效风量 m3/minK瓦斯涌出不均衡系数取1.8qCH4最大绝对涌出量，0.64（2）按人数计算用风量：Q效=4n=460=240m3/minQ效工作面所需风量n工作面同时工作的最多人数（交接班时）（3）按最低风速计算用风量：Q效=60vSi=600.2544.18=663m3/minQ效工作面所需风量v煤巷掘进最低174、风速，取0.25m/sSi巷道的掘进断面积（4）、按炸药消耗量计算用风量：Q效=7.8A（SL）2K1/3/t =7.8200（44.18290）20.31/3/30 =557m3/minQ效爆破后工作面所需风量t爆破后井巷通风时间，取30minA同时爆破的炸药量200kgS井巷净横截面积44.18m2L通风长度290m（最长通风距离）（5）、按规程规定的最低和最高风速进行验算VminS Q掘VmaxS m3/min 式中 Q掘掘进工作面的风量，m3/min ；Vmin最低允许风速，煤及半煤岩取0.25m/s ，即15 m/min；Vmax最高允许风速，岩、煤及半煤岩取4m/s，即240m/m175、inS 掘进巷道的净断面积， 。44.181566344.18240 m3/min662.766310603取最大值为663m3/min为工作面最低有效风量以下局扇选型以有效风量663m3/min进行核算。（二）局扇的工作风量：Q工=Q效1.2=6631.2=796m3/min（三）局扇选型计算1、风筒风阻计算（1）沿程摩擦风阻Rm=6.5L/d5=6.50.0029290/0.85=17.1NS2/m8Rm风阻 ，NS2/m8摩擦阻力系数为0.0029 NS2/m4L风筒长度290 md风筒直径 （800mm风筒）（2）、接头风阻Rz=nr/2gs=290/200.091.2/（29.80.176、52） =0.32NS2/m8 n风筒接头数 ，个 风筒局部阻力系数，取0.09 r空气相对密度，取1.2kg/m3 g重力加速度，取9.8s风筒断面积（3）、出口风阻 Rc=0.818r/gd4=0.8181.2/（9.80.84）=0.25 NS2/m8 r空气相对密度，取1.2kg/m3 g重力加速度，取9.8d风筒直径（4）局部通风机理论工作风压 ht=RQ扇Q掘 =（17.1+0.32+0.25）796/60663/60 =2597Pa ht压入式局部通风机全风压，Pa；（出口动压一般忽略不计）根据掘进工作面实际需要的风量，回风立井地面用两台（一台备用）FBD-NO9.5型压入式局扇177、，电机功率为230KW的风机，局扇风量为4501250m3/min，风压为5003200Pa，工作面布置一趟800mm阻燃、抗静电胶质风筒，能够满足施工要求。4、新建采区主副斜井及二三期工作面风量计算和风机选型（1）按CH4绝对涌出量计算：Q效=100qK=1000.641.8=115m3/minQ效工作面有效风量 m3/minK瓦斯涌出不均衡系数取1.8qCH4最大绝对涌出量，0.64（2）按人数计算用风量：Q效=4n=460=240m3/minQ效工作面所需风量n工作面同时工作的最多人数（交接班时）（3）按最低风速计算用风量：Q效=60vSi=600.2517.9=269m3/minQ效工178、作面所需风量v煤巷掘进最低风速，取0.25m/sSi巷道的掘进断面积（4）、按规程规定的最低和最高风速进行验算VminS Q掘VmaxS m3/min 式中 Q掘掘进工作面的风量，m3/min ；Vmin最低允许风速，煤及半煤岩取0.25m/s ，即15 m/min；Vmax最高允许风速，岩、煤及半煤岩取4m/s，即240m/minS 掘进巷道的净断面积， 。17.91526917.9240 m3/min268.52694296取最大值为269m3/min为工作面最低有效风量以下局扇选型以有效风量269m3/min进行核算。（二）局扇的工作风量：Q工=Q效1.2=2691.2=323m3/mi179、n（三）局扇选型计算1、风筒风阻计算（1）沿程摩擦风阻Rm=6.5L/d5=6.50.00253000/15=48.75NS2/m8Rm风阻 ，NS2/m8摩擦阻力系数为0.0025 NS2/m4L风筒长度3000 md风筒直径 （1000mm风筒）（2）、接头风阻Rz=nr/2gs=3000/200.091.2/（29.80.52） =2.3NS2/m8 n风筒接头数 ，个 风筒局部阻力系数，取0.09 r空气相对密度，取1.2kg/m3 g重力加速度，取9.8s风筒断面积（3）、出口风阻 Rc=0.818r/gd4=0.8181.2/（9.80.84）=0.25 NS2/m8 r空气相对密180、度，取1.2kg/m3 g重力加速度，取9.8d风筒直径（4）局部通风机理论工作风压 ht=RQ扇Q掘 =（48.75+2.3+0.25）323/60269/60 =1246Pa ht压入式局部通风机全风压，Pa；（出口动压一般忽略不计）根据掘进工作面实际需要的风量，主副斜井、回风立井地面各安装四台（二台备用）FBD-NO6.3型压入式局扇，电机功率为230KW的风机，局扇风量为650320m3/min，风压为5006400Pa，各工作面各布置一趟1000mm阻燃、抗静电胶质风筒，能够满足施工要求。4.地面主扇选型 1、花坡采区：拟选用原花坡煤矿地面两台FBCDZ-NO15，255kW防爆抽出181、式对旋轴流主通风机为地面主扇，量范围： 20-38m3/s，风压范围：3320-580Pa。根据工程安排井下同时布置2个掘进工作面，考虑2个独立通风的地点。矿井总风量（井下局扇吸风量+井下局扇所在巷道最低风量）1.2（31323302）1.21543m3/min通风阻力计算选择通风关键路线为：原主副混合斜井皮带大巷采区运输巷采区轨道大巷回风大巷回风斜井。通过计算矿井总通风阻力为299.5Pa。（3）、风机工作风压静压Hsminh矿井h风机装置H自299.5200150649.5a全压HtminHsmin hvd649.550699.5Pa主扇工作风量：1543m3/min（26m3/s）；静压182、：649.5Pa 全压：699.5Pa2、和达采区：拟选用原和达煤矿地面两台FBCDZNO17A，275kW防爆抽出式对旋轴流主通风机为地面主扇，量范围： 23.3-51.7m3/s，风压范围：2340-617Pa。根据工程安排井下同时布置2个掘进工作面，考虑2个独立通风的地点。矿井总风量（井下局扇吸风量+井下局扇所在巷道最低风量）1.2（44323302）1.21855m3/min通风阻力计算选择通风关键路线为：进风行人斜井采区辅助运输上山煤炭运输顺槽辅助运输顺槽采取回风上山回风斜井。通过计算矿井总通风阻力为362.5Pa。（3）、风机工作风压静压Hsminh矿井h风机装置H自362.520183、0150712.5a全压HtminHsmin hvd712.550762.5Pa主扇工作风量：1855m3/min（30.9m3/s）；静压：712.5Pa 全压：762.5Pa花坡采区风压计算表3-24巷道名称支护方式阻力系数 a104巷道周长巷道长度负压计算备注PL断面（m)风量(m/s)负压（H)(m)(m)SS3QQ2(Pa)副斜井井筒锚网喷0.01514.451014.32924.2667630.7采区运输巷锚网喷0.01814183011.3142420400129采区轨道大巷锚网喷0.018141100141.314242040077.9回风斜井锚网喷0.01814.337614184、.32863.32667622.9小计260.4局部阻力15%299.5和达采区风压计算表3-25巷道名称支护方式阻力系数 a104巷道周长巷道长度负压计算备注PL断面（m)风量(m/s)负压（H)(m)(m)SS3QQ2(Pa)进风行人斜井锚网喷0.0188.62008.663630.9954.846.5采区辅助运输上山锚网喷0.0181271011.11367.630.9954.8107煤炭运输顺槽锚网喷0.015134141012.2181610.9118.818.5辅助运输顺槽锚网喷0.015134154512.2181610.9118.820.3采取回风上山锚网喷0.01813.57185、1012.62000.430.9954.882.3回风斜井锚网喷0.0188.61758.663630.9954.840.6小计315.2局部阻力15%362.5按以上验算参数，原花坡与和达矿井的临时主扇，能满足施工要求。.2矿井安全监控系统根据煤矿安全规程和公司“一通三防”专项规定规定，依据煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范。安装矿井安全监控系统。使用KJ92N安全监控系统进行瓦斯监控，根据煤矿安全规程规定，依据煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范，进行布置检测传感器。（一）、瓦斯传感器的设置1、掘进工作面安设2个传感器：1掘进工作面风流中的瓦斯传感器，瓦斯报警浓度0.75、断电浓度0186、.8，复电浓度0.75；2掘进工作面回风流中的瓦斯传感器瓦斯报警浓度0.75、断电浓度0.8，复电浓度0.75；断电范围：1、2、掘进巷道内全部非本质安全型电气设备；2、掘进工作面与掘进工作面串联通风时，瓦斯传感器的安设：安设三个传感器：1、2同1；3被串入掘进工作进风流中的瓦斯传感器，报警、断电浓度0.5，复电浓度0.5；断电范围：被串入的掘进巷道内全部非本质安全型电气设备；3、井下临时煤仓口等容易造成瓦斯积聚的地点设置2个瓦斯传感器：T4瓦斯报警浓度0.75、断电浓度0.8，复电浓度0.75；断电范围：切断受瓦斯威胁区域的电源；4、总回风巷的测风站，安设瓦斯和风速传感器，实时的监测巷道中的187、风速变化；5、矿井主要扇风机的风硐安设风速和压差传感器；6、安全监测装置的井下分站设在便于观察、调试、检验且支护良好、无淋水、无杂物的进风巷道或硐室中，安设时应加垫支架，使其距巷道底板不低于300mm或吊挂在巷道中，独立的声光报警箱要悬挂在巷道顶板以下300400mm处，悬挂位置应满足报警声能让需要听到的人听到的要求。；7、掘进巷道T1传感器、瓦斯便携仪悬挂在距迎头不大于5m的范围内，挂在风筒的另一帮，掘进工作面瓦斯传感器的安设位置严禁正对风筒出风口；T2传感器、瓦斯便携仪悬挂在距回风口10-15m的范围内，挂在风筒的另一帮。瓦斯传感器应垂直悬挂，距顶不得大于300mm，距巷道侧壁不少于200188、mm；风速、压差、温度、CO传感器应悬挂在能正确反映该点实际测值的地点；8、安全监测装置应使用阻燃电缆。电缆上每隔100m处作一黄色标志，标志长度为100mm，电缆的敷设、连接方式，必须符合煤矿安全规程有关规定；9、其他传感器的设置（1）、开停传感器：所有在用局扇必须安装风机开停传感器、馈电传感器，实时的传输局扇的开停和工作面动力电源的馈送状态。（2）、一氧化碳传感器：炮掘工作面回风流、总回风巷必须安装一氧化碳传感器，实时监控巷道一氧化碳浓度变化，超过煤矿安全规程允许浓度后发出声、光报警。（3）、温度传感器：总进风巷道必须安装温度传感器，实时监控巷道内温度变化情况，超过煤矿安全规程允许温度后发189、出声、光报警。10、地面主扇都必须实现通风机的风压、风量、电流、电压、风流中瓦斯浓度的在线监测、停风报警、停运时间统计查询、局部通风机的开停以及风筒状态的监测，及时掌握主、局部通风机的运行状态。11、地面中心站：项目部监测系统室应配合2台计算机，1台工作，1台备用，并配有打印机和屏幕显示器，执行24小时有专人值班。（二）一般规定：1、安全监控系统必须24h连续运行。2、接入安全监控系统的各类传感器应符合AQ6201-2007的规定，稳定性应不小于15d。3、传感器和断电控制器等关联的设备必须有矿用产品安全标志，严禁用不同系统间的设备置换。4、在编制施工作业规程和安全技术措施时，必须对安全监控设190、备的种类、数量和位置、信号电缆和电源电缆的敷设，断电区域等做出明确规定，并绘制布置图和断电图。5、安全监控设备之间必须使用专用阻燃电缆连接，严禁与调度电话和动力电缆连接共用。6、隔爆兼本质安全型防爆电源宜设置在采区所，严禁设置在下列区域：断电范围内；掘进巷回风流中；串联通风的被串进巷道内。7、安全监控设备的供电电源必须取自被控开关的电源侧，严禁接在被控开关的负荷侧。（三）、维护管理1、地面监控室必须有防雷电设施。 2、监控人员必须24小时值班，每天检查监控设备及电缆，并用光学瓦斯检查仪和便携式瓦斯报警仪与瓦斯传感器进行对照，并记录结果报到监测值班员。当两者的读数误差大于容许误差时，以数据大者为191、依据，并在8小时内对两种设备进行调效完毕。3、经常移动的传感器、断电器、以及电缆必须由专人及时移动，严禁擅自停用。4、监控和监视系统由监控部主管，机电科、通风科、各掘进队配合。监控室必须有如下的帐卡及报表：、设备仪表台帐；、监控设备故障登记表；、检修记录；、巡检记录；、中心站运行日志；、矿井监控日报；、矿井安全监控使用情况月报、季报表。5、必须绘制监控系统图。监控技术资料定期保存，对井下事故记录长期保存。6、所有在用传感器每七天调校一次。详见矿井通风、监控系统图。排水系统.1斜井施工期间工作面涌水和施工水采用一台QBF-50/25风动泵将水排入箕斗随矸石提至地面；随着井筒延伸，在液压挖斗式装载192、机后设截水槽，工作面水采用风动泵排至截水槽，利用潜水泵将截水槽水排至临时水仓，利用躲避硐设置临时水仓，再经MD46-504型卧泵接力排水排至地面，截水槽随掘进工作面推进前移，临时水仓适时前移。1、泵体和管路泵体与管路不漏水，防腐良好；排水管路水垢厚度不得超过管内径的2.5%；吸水管管径不小于水泵吸水口径，主要水泵如吸水管管径大于水泵吸水口径时，应加偏心异径短管；水泵轴向窜量符合有关技术文件规定，单级泵轴向窜量不大于0.5 mm；盘根不过热，漏水不成线。2、闸板阀、逆止阀、底阀闸阀操作灵活，动作可靠；吸水井（坑）无杂物，底阀不淤埋和堵塞；不漏水，自灌满引水起5min后能启动水泵；无底阀水泵的引水193、装置应能在5min内灌满水启动水泵；3、运转运转正常，无异响，无异常振动；水泵主闸阀应能全部敞开；电动机温度正常；排水泵每年进行一次技术测定，排水系统效率不低于50%，吸水高度不超过水泵设计允许值。.2回风立井施工期间回风立井施工期间，当涌水量小于10m3/h时，采用工作面风动潜水泵向吊桶排水，吊桶带水排到地面的方式排水。当井筒涌水量大于10m3/h时，在吊盘上安装1台排量为50m3/h的DC50-808型卧泵（扬程为640m），由工作面风泵排水至吊盘水箱，再由卧泵排水至地面。排水管选用1596无缝钢管沿井壁树脂锚杆固定。.3二、三期工程施工花坡、和达井下已形成水仓、主排水泵房，利用原有的排水194、系统排水。新建主、副斜井、回风立井落底后，在井底车场合适位置施工临时泵房、水仓。临时水仓容量为200m3。临时泵房、水仓施工完后，安装三台MD85-506水泵，排水管路使用原井筒施工期间井筒中敷设的1596无缝钢管。永久泵房、变电所、水仓形成以后，使用永久排水系统进行排水。供电系统第一阶段：井筒施工期间，利用原有临时供电系统施工，情况如下：和善矿井共有和达和花坡两个工业场地，目前均采用10kV供电系统。和达场地有10kV变电所一座（变电所安装XGN2-12型开关柜16台；安装10/0.4kV、630kVA变压器2台；安装GGS型动力配电屏11台）,两回10kV供电电源一回引自聪子峪35kV变电195、所，供电线路导线型号为LGJ-185mm2，长度约为11km；另一回引自王陶35kV变电所，供电线路导线型号为LGJ-95mm2，长度约为4km。花坡场地有10kV变电所一座（变电所安装XGN66-12型开关柜12面；安装10/0.4kV、400kVA变压器2台）,两回10kV供电电源一回引自聪子峪35kV变电所，供电线路导线型号为LGJ-150mm2，长度约为9km；另一回引自王陶35kV变电所，供电线路导线型号为LGJ-150mm2，长度约为6km。施工前期利用临时供电系统将10V电源分别引到主、副、回风立井施工场地，以满足井筒施工需要。1.主斜井施工：根据提供的供电条件，主斜井施工供电采196、用10KV电源，按照双回路供电设计，10KV电源引至主斜井井口工 业场地内，在主斜井井口适当位置，设置临时变电所一座，采用箱式变电站集中供电，安装KYBS-10 KV开闭室一座，安装ZXB-10（6）/0.4-2*500箱变一座向地面动力照明供电；安装一台KBSG-500KVA/10（6）/1.14/0.69KV矿用变压器作为井下动力变压器，两台KBSG-315KVA/10（6）/1.14/0.69KV矿用变压器作为风机专用变压器，考虑井筒距离长采用1.14KV供电。供电系统详见附图，施工期间用电总负荷为1389KVA，施工用电负荷统计详见附表。主斜井10KV开闭所进线电缆截面选择计算供电电压197、等级为10KV根据主斜井负荷计算容量为1389KVA，确定工作电流：P=1.732IUcosI=P/1.732Ucos=1389/1.732*10*0.9=89A开闭所进线电缆截面选用电缆型号为：YJV22-10KV-350 Ie185A序号设备名称台数设备容量需用系数CoStg计算容量安装使用安 装使用有功功率KW无功功率Kvar视在功率KVA一地面高压 1提升机229629620.70.80.75673505841二地面井下低压1压风机323602400.850.850.752041532552工广20162001600.80.950.7128901573局扇21120600.60.750198、.883632484配料机117.57.50.70.750.885575搅拌站1140400.70.750.882825378耙渣机1179790.60.651.174755739喷浆机21157.50.70.750.8854.46.610凿岩台车1137370.60.61.1722263411水泵21160800.80.850.6264527612除尘风机115.55.50.70.750.88435总计34281216950.41543建井期间最大同时利用系数取Kw0.9 Ky0.9PmaxPmaxKw12160.9 1094kwQmaxmax Ky950.40.9855（Kvar）Smax199、（maxmax）（1094855）1/21389（）主斜井供电负荷统计表 2.副斜井施工：根据提供的供电条件，副斜井施工供电采用10KV电源，按照双回路供电设计，10KV电源引至副斜井井口工 业场地内，在主斜井井口适当位置，设置临时变电所一座，采用箱式变电站集中供电，安装KYBS-10 KV开闭室一座，安装ZXB-10（6）/0.4-2*500箱变一座向地面动力照明供电；安装一台KBSG-500KVA/10（6）/1.14/0.69KV矿用变压器作为井下动力变压器，两台KBSG-315KVA/10（6）/1.14/0.69KV矿用变压器作为风机专用变压器，考虑井筒距离长采用1.14KV供电。供200、电系统详见附图，施工期间用电总负荷为1963KVA，施工用电负荷统计详见附表。副斜井10KV开闭所进线电缆截面选择计算供电电压等级为10KV根据主斜井负荷计算容量为1389KVA，确定工作电流：P=1.732IUcosI=P/1.732Ucos=1389/1.732*10*0.9=89A开闭所进线电缆截面选用电缆型号为：YJV22-10KV-350 Ie185A副斜井供电负荷统计表序号设备名称台数设备容量需用系数CoStg计算容量安装使用安 装使用有功功率KW无功功率Kvar视在功率KVA一地面高压 1提升机229629620.70.80.75673505841二地面井下低压1压风机32360201、2400.850.850.752041532552工广20162001600.80.950.7128901573局扇21120600.60.750.883632484配料机117.57.50.70.750.885575搅拌站1140400.70.750.882825378耙渣机1179790.60.651.174755739喷浆机21157.50.70.750.8854.46.610凿岩台车1137370.60.61.1722263411水泵21160800.80.850.6264527612除尘风机115.55.50.70.750.88435总计34281216950.41543建井期间最大202、同时利用系数取Kw0.9 Ky0.9PmaxPmaxKw12160.9 1094kwQmaxmax Ky950.40.9855（Kvar）Smax（maxmax）（1094855）1/21389（）3.回风立井施工阶段：根据甲方提供的供电条件，按10KV双回路供电设计，拟在回风立井工广设10KV临时变电所一座，采用箱式变电站集中供电，设置KYBS-10KV开闭室一个，ZXB-10(6)/0.4-2*500箱变一座，一台KBSG-315/10（6）/1.14/0.69KV下井动力变压器、一台KBSG-315/10（6）/1.14/0.69KV风机专用变，分别向井上、下施工动力设备、照明及生活设施203、供电。回风立井开闭所进线电缆截面选择计算供电电压等级为10KV根据回风斜井负荷计算容量为1243KVA，确定工作电流：P=1.732IUcosI=P/1.732Ucos=1243/1.732*10*0.9=80A开闭所进线电缆截面选用电缆型号为：YJV22-10KV-350 Ie185A用电负荷统计表 回风立井用电负荷统计表 序号设备名称台数设备容量需用系数KxCOStg计算容量安装工作安装工作有功无功视在台台KWKWKWKvarKVA一地面高压1提升机118008000.60.80.75480360600二地面低压1工广20141501000.80.950.338026842压风机32360204、2400.850.850.752041532553局部通风机2160300.60.750.881816244稳车11113603600.40.51.731442492885上 料 系 统117.57.50.70.750.885576搅拌机1140400.70.750.88282537三井 下1卧泵212401200.70.850.628471110总计413210439051381建井期间最大同时利用系数取Ktmax0.9PmaxKtmaxPmax0.91043939KWQmaxKtmaxQmax0.9905815KvarSmaxP2Q21/2939281521/21243KVA4、和达主、副205、斜井井下巷道施工期间（含二期施工）根据提供的供电条件，利用原施工供电系统， 10KV电源由引至井口工业场地内，原有XGN2变电所一座，井下采用PBG9L50/10KV高压真空配电装置变电站集中供电，安装两台S9-630KVA/10（6）/0.4KV、S11-630KVA/10（6）/0.4KV变压器向地面动力照明供电；安装两台KBSGZY-630KVA/10（6）/1.14/0.69KV矿用变压器作为井下动力变压器，增加两台KBSG-315KVA/10（6）/1.14/0.69KV矿用变压器作为风机专用变压器；供电系统详见附图，施工期间用电总负荷约为1544KVA，施工用电负荷统计详见附表。主206、副斜井开闭所进线电缆截面选择计算供电电压等级为10KV根据负荷计算容量为1544KVA，确定工作电流：P=1.732IUcosI=P/1.732Ucos=1544/1.732*10*0.9=99A原变电所进线电缆截面选用电缆型号为：YJV22-10KV-325 Ie128A满足施工需要。主、副斜井施工用电负荷统计表 序号设备名称台数设备容量需用系数KxCOStg计算容量安装工作安装工作有功无功视在台台KWKWKWKvarKVA1绞车111301300.60.80.75785997二地面低压1工广10780600.80.950.334816512压风机323602400.850.850.752207、041532553通风机635402700.60.750.881621432164上 料 系 统11660.70.750.8843.75.45搅拌机1140400.70.750.88282537三井 下1综掘机227007000.40.61.172803284312凿岩台车2274740.60.61.174452683液压耙装机221581580.30.60.84730564喷浆机8860300.30.60.81814235皮带机334244240.70.61.342973984966水泵2190450.70.850.62322037总计413326622177124211831715建井期间208、最大同时利用系数取Ktmax0.9PmaxKtmaxPmax0.912421118KWQmaxKtmaxQmax0.911831065KvarSmaxP2Q21/211182106521/21544KVA5.花坡主、副斜井井下巷道施工期间（含二期施工）根据提供的供电条件，利用原施工供电系统， 10KV电源由引至井口工业场地内，原有XGN2变电所一座，井下采用PBG9L50/10KV高压真空配电装置变电站集中供电，地面利用原安装一台S11-400KVA/10（6）/0.4KV变压器向地面动力照明供电；安装两台KBSGZY-630KVA/10（6）/1.14/0.69KV矿用变压器作为井下动力变压209、器，增加两台KBSG-315KVA/10（6）/1.14/0.69KV矿用变压器作为风机专用变压器；供电系统详见附图，施工期间用电总负荷约为1380KVA，施工用电负荷统计详见附表。主、副斜井开闭所进线电缆截面选择计算供电电压等级为10KV根据负荷计算容量为1380KVA，确定工作电流：P=1.732IUcosI=P/1.732Ucos=1380/1.732*10*0.9=89A变电所进线电缆截面选用电缆型号为：YJV22-10KV-325 Ie128A满足施工需要。主、副斜井施工用电负荷统计表 序号设备名称台数设备容量需用系数KxCOStg计算容量安装工作安装工作有功无功视在台台KWKWKW210、KvarKVA1绞车111851850.60.80.7511183139二地面低压1工广10780600.80.950.334816512压风机323602400.850.850.752041532553通风机634602300.60.750.881381211844上 料 系 统11660.70.750.8843.75.45搅拌机1140400.70.750.88282537三井 下1综掘机227007000.40.61.172803284312凿岩台车2274740.60.61.174452683液压耙装机221581580.30.60.84730564喷浆机4230150.30.60.8211、97115皮带机332502500.70.61.341752352936水泵2144220.70.850.62159.518总计362723871980110310641533建井期间最大同时利用系数取Ktmax0.9PmaxKtmaxPmax0.91103993KWQmaxKtmaxQmax0.91064958KvarSmaxP2Q21/2993295821/21380KVA第二阶段：二、三期施工在井下永久变电所硐室形成前，利用一期原主、副斜井、回风立井施工的供电系统进行井底车场巷道施工，主、副斜井、回风立井原各自敷设的一趟MYP-3*70125mm2电缆，供电电压等级为1140V，可满足临212、时排水和井底车场巷道施工设备动力供电需要。在二期施工期间和达及花坡维持原系统继续施工。待井下永久变电所矿建工程施工完成，开始敷设下井永久电缆，前期利用永久电缆安装井下施工用临时变电所，待永久变电所形成后，按永久设计进行井下中央变电所设备安装，永久变电所安装调试完毕，调整井下供电系统，将井下所有施工负荷改由中央变电所出线供电。和善场地选用两回MYJV22-8.7/10kV 3x120mm2型煤矿用阻燃交联聚乙烯绝缘钢带铠装动力电缆在空气敷设由主斜井引至井下，再经联络巷至+1195水平井底车场主变电所，每根长2000m，引自地面110/10kV变电所10kV侧不同母线段，当一回故障时，另一回能保证213、和善场地井下全部负荷供电。花坡场地选用两回MYJV42-8.7/10kV 3x120mm2型煤矿用阻燃交联聚乙烯绝缘粗钢丝铠装动力电缆在空气敷设由电缆钻井引至井下采区变电所，每根长500m，引自花坡场地地面10kV配电所10kV侧不同母线段，当一回故障时，另一回能保证花坡场地井下全部负荷供电。电缆在井口处作良好接地，防止雷电传入井下。二、三期和善场地井下中央变电所所进线电缆截面校验供电电压等级为10KV根据负荷计算容量为3032KVA，确定工作电流：P=1.732IUcosI=P/1.732Ucos=3032/1.732*10*0.9=195A进线电缆截面选用电缆型号为：MYJV22-10KV214、 3*120 mm2 Ie400A满足二、三期井下施工最多工作面同时施工需要，负荷计算见附表二、三期工程施工用电负荷统计表序号设备名称台数设备容量需用系数CoStg计算容量安装使用安 装使用有功功率KW无功功率Kvar视在功率KVA1局扇1267203600.60.750.882161912882水泵6215155050.80.850.624042504753胶带机886406400.70.61.344486007494刮板机442002000.60.61.341201612015调度绞车661501500.40.51.73601041206喷浆机12690450.70.750.8832284215、27综掘机44140014000.60.61.34840112614048凿岩台车2274740.60.61.174452689液压耙矸机221581580.30.60.8473056总计584049473532221125423369同时利用系数取Kw0.9 Ky0.9PmaxPmaxKw22110.9 1990kwQmaxmax Ky25420.92288（Kvar）Smax（maxmax）（1990222882）1/23032（） 井上、下运输系统1、井上运输系统：井上采用轻轨运输系统，1.5吨“U”型固定式矿车，600mm轨距，轨道采用30Kg/m轻轨，木质轨枕，采用手动扳道器。地面采216、用30Kg/m轻轨敷设环形车场，在材料场地设材料车线，井口一侧设设备检修专线。2、井下运输系统：主斜井、副斜井、回风立井未贯通之前采用各自的运输系统。运煤系统：+1320m带式输送机大巷煤仓上口措施巷主斜井井筒地面+1320m东翼轨道巷+1320m水平井底车场副斜井井筒地面9+10煤副井底东翼回风巷+1320m水平井底车场副斜井井筒地面9+10煤回风大巷9+10煤总回风大巷回风立井井筒地面901运输顺槽花坡采区至9-1运输巷花坡皮带大巷花坡煤仓花坡主斜井井筒地面901轨道顺槽花坡采区至9-1轨道巷花坡皮带大巷花坡煤仓花坡主斜井井筒地面6104煤炭运输顺槽和达进风行人巷和达主斜井井筒地面6104217、轨道运输顺槽和达进风行人巷和达主斜井井筒地面运物、运料系统：主斜井井筒煤仓上口措施巷+1320m带式输送机大巷副斜井井筒+1320m水平井底车场+1320m东翼轨道巷副斜井井筒+1320m水平井底车场9+10煤副井底东翼回风巷回风立井井筒9+10煤总回风大巷9+10煤回风大巷花坡主斜井井筒花坡轨道大巷花坡采区至9-1运输巷901运输顺槽花坡主斜井井筒花坡轨道大巷花坡采区至9-1轨道巷901轨道顺槽和达主斜井井筒和达进风行人巷6104煤炭运输顺槽和达主斜井井筒和达进风行人巷6104轨道运输顺槽井上、下供水系统3.5.7.1井筒施工期间井筒施工用水由地面供给，沿井壁固定一趟506mm供水(兼做注浆218、管)管路（以高压法兰联接），在上层吊盘设释压水箱，以适应凿岩等用水压力的需要。生活用水取于水源井，由泵房通过管路供至生活区。.2二期工程施工期间二期工程施工用水由地面供给，经主、副斜井井筒布置的供水管路下井，井下接供水支管将水引至工作面。照明、信号及通讯.1立井井筒施工期间在井口设一套具有10门调度电话的交换机，井下吊盘设抗噪音电话，井下通过井口可以方便地同压风机房、绞车房、调度室进行通讯联络。在井口设信号室，采用KJTX-SX型成套信号系统，当在井下发出信号指令后，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，吊盘至工作面设专用信号。井口和吊盘配有探头，绞车房内通过电视监控系统可以对219、井口、吊盘及施工迎头进行监控。井下设双信号系统。井筒内设一路U-316+16照明电缆附于吊盘绳上，电压为127V。每层吊盘的上方设2盏KBT-125型矿用防爆投光灯。下层吊盘盘面以下设2盏DS-2J250-1型竖井矿用照明灯。线路全部沿吊盘钢梁布置，垂直向下的线路穿入钢管内。盘面上活动的导线加胶质套管以防漏电。3.5.8.2斜井施工期间井口各设1台ZXB-4KVA/1.14/0.66/0.127KV型矿用信号照明综合保护装置，供井筒施工信号照明电源。主、副提升绞车的信号相对独立。在副提一侧设一套KJTX-SX-1型人车信号系统，以满足人车行驶安全需要。3.5.8.3二期工程施工期间在井下各掘进220、头及重要场所设置电话交换机并安装抗噪声防爆电话机，通过建设单位总机使地面与井下进行通讯联系，满足生产调度指挥作用。原有地面通讯系统保持不变。3.5.9建井期间测量3.5.9.1施工测量立井井筒掘砌采用电动绞车并配以5mm钢丝绳和法码式垂球定中，用DS3水准仪找平模板；在井筒施工到相关硐室时，自地面另下两根碳素弹簧钢丝至井底，采用摆动投点法进行初定向，以初定向边及井筒中心线控制相关硐室的平面位置，采用经检定的800m长钢尺控制硐室及井筒落底标高。斜井施工采用激光指向仪指向。3.5.9.2井下巷道（硐室）施工测量a、当第一个井筒到底，两侧马头门拔开一定的距离（2030m）后，用精度不低于15秒级的221、陀螺经纬仪进行单井定向和导入标高测量，建立井底测量基点。b、井下平面控制分别采用二级导线和一级导线控制。二级平面控制导线随巷道向前掘进而延伸，在掘进巷道达到一定长度后施测一级控制导线。c、井下主要水平巷道及井底车场硐室用水准测量控制巷道标高；斜巷及采区巷道用三角高程测量的方法控制标高。3.5.9.4井筒装备测量以井筒十字线为依据，将安装设计的大线点标定于井口盘，从井口各个大线点位置在井筒中悬挂碳素弹簧钢丝，采用分段卡垂线的方法，进行井筒装备的安装测量，用50 m比长钢卷尺传递标高。3.5.10井巷工程施工主要设备 主要施工设备表 表3-19 序号名 称规格型号数量功率备注一主斜井施工1矿井提升222、机JK-2.5/201台487 2矿井提升机JK-2.5/201台4753提升天轮25002个4斜井人车XRB-15/61套5箕斗10m31个6单臂凿岩台车CMJ2-17D1台377液压挖斗式装载机ZWY-180/78L1台798空压机SA-1203台1209卧泵MD 46-5064台4010风动泵QBF-50/254台11局扇FBD-NO6.3-230KW2台6012搅拌机JS-5001台4013配料机PLD-12001套7.514喷浆机PZ-7B2台7.515装载机ZL-50G2台16挖掘机W-501台17开闭所KYBS-10KV1座18箱变ZXB-10（6）/0.4-2*500箱变1座1223、9变压器KBSG-500/10/1.14/0.66（6）/(1.14)0.69KV1台KBSG-315/10/1.14/0.66KV2台20电焊机BXD-5002台21自卸汽车10.5T4台22矿用充电架KTSB-1023架23经纬仪J22台24水平仪S32台25激光仪DJE-1型2台26防跑车装置ZDC30-2.02套27风机切换开关QBZ-2*120SF1台28馈电开关KBZ-4005台29防爆开关QBZ-808台30矿车1.5T15辆二副斜井1矿井提升机JK-2.5/201台487 2矿井提升机JK-2.5/201台4753提升天轮25002个4斜井人车XRB-15/61套5箕斗10m3224、1个6单臂凿岩台车CMJ2-17D1台377液压挖斗式装载机ZWY-180/78L1台798空压机SA-1203台1209卧泵MD 46-5064台4010风动泵QBF-50/254台11局扇FBD-NO6.3-230KW2台6012搅拌机JS-5001台4013配料机PLD-12001套7.514喷浆机PZ-7B2台7.515装载机ZL-50G2台16挖掘机W-501台17开闭所KYBS-10KV1座18箱变ZXB-10（6）/0.4-2*500箱变1座19变压器KBSG-500/10/1.14/0.66（6）/(1.14)0.69KV1台KBSG-315/10/1.14/0.66KV2台2225、0电焊机BXD-5002台21自卸汽车10.5T4台22矿用充电架KTSB-1023架23经纬仪J22台24水平仪S32台25激光仪DJE-1型2台26防跑车装置ZDC30-2.02套27风机切换开关QBZ-2*120SF1台28馈电开关KBZ-4005台29防爆开关QBZ-808台30矿车1.5T15辆三回风立井1提升机2JK-3.5/201台8002提升天轮30001个3吊桶3、4m各1台4风动泵BQF-25/502台5卧 泵D46-50*72台156局部通风机FBD5.6-230KW2台607压风机SA-120A3台1208伞钻1台9抓岩机1台10搅拌机JS-10001台6011配料机P226、LD-16001台7.512稳车JZ2-10/6007台3013稳车JZ2-16/8003台4014稳车JZA2-5/10001台3015箱变ZXB-10(6)/0.4-2*5001台16开闭所KYBS-10KV1座17变压器KBSG-315KVA/10（6）/1.14/0.69KV2台18装载机ZL-50G1台19电焊机BXD-5002台20自卸汽车10.5T2台21矿用充电架KTSB-1021架22经纬仪J21台23水平仪S31台24激光仪DJE-1型1台25防跑车装置ZDC30-2.01套26风机切换开关QBZ-2*120SF1台27馈电开关KBZ-4002台28防爆开关QBZ-805台227、29井架IIIG1座四二、三期工程施工1水泵MD280-4383台450KW2变压器KBSGZY-630KVA/10（6）/1.14/0.69KV若干台KBSG-500KVA/10（6）/1.14/0.69KV若干台3局部通风机FBDNO7.1/30（230kw）30kw）（215kw）（215kw）12台604液压挖斗式装载机ZWY-180/79L2台795高压真空配电装置PBG-10KV若干6凿岩台车CMJ2-17D2台377液压挖斗装载机ZWY-180/78L2台798喷浆机PZ-7B12台7.59矿车1.5m3”U”型箱式40辆10调度绞车JD-2510台2511潜水泵QBW15-50228、10台7.512胶带机DSJ80/40/2408台8013综掘机EBZ-2004台35014刮板机SGB-620/40T4台4015车床CA61401台16钻床Z3050161台17刨床B60801台18电焊机BXD-5006台花坡煤矿、和达煤矿井巷施工可利用设备列于表 矿井整合后可利用设备表序号名称矿名型号容量数量在用闲置备注1主扇和达FBCDNO17/40275kW22可用花坡FBCDZ.NO15255kW22可用善朴BK54-4-NO12245kW222采煤机善朴13提升绞车和达JIP-1615130kW11建井期可用花坡JIP-1615185kW11建井期可用善朴JT120055kW1229、不用4空气压缩机和达LG-22/8G132kW11建井期可用花坡VF-10/765kW11建井期可用善朴VF-10/755kW1建井期可用5发电机花坡W200/45200kW1建井期可用和达TRPETZH-100100kW1建井期可用善朴6105ZLD58-1110kW2建井期可用6排水泵和达D46-30322kW44建井期可用D25-30211kW11建井期可用BQW-5.55.5kW11建井期可用D46-30745kW11可用花坡D46-30322kW11建井期可用3NB150/7-7.57.5kW1建井期可用善朴DQ2515kW4建井期可用YQS-25025kW1建井期可用YQS-370230、37kW1建井期可用7刮板输送机和达SGB420/3030kW1111建井期可用SGB620/40T40kW22建井期可用花坡YBS-4040kW22建井期可用YBS-3030kW11建井期可用善朴JDXB17B17kW8建井期可用SGB-630290kW11建井期可用8变压开关和达PBG9L50/10kV4建井期可用花坡PBG9L100/11kV4建井期可用9800mm皮带机花坡SPT-800-135M-3030kW11建井期可用SPT-80011.4kW1建井期可用DST-800230kW1建井期可用SPJ-80030kW1建井期可用和达SSJ800/240240kW22建井期可用DT11231、型11建井期可用10变压器和达S9-4-630kVA 10/0.411建井期可用S11-630kVA 10/0.411建井期可用善朴SPG-400kVA22建井期可用花坡S11-M-400/10 400kVA22建井期可用S11-M-500/10 500kVA22建井期可用11液压泵站和达XRBZB(A)11建井期可用善朴BRW80/2037kW2建井期可用12地面配电室高压配电柜和达XGN2-121616建井期可用XGN2-132建井期可用XR-10/2702建井期可用花坡XGN66-121212建井期可用65AH1建井期可用13移动变压器和达KBSG-630/10R1建井期可用花坡煤矿、和232、达煤矿井巷施工新增设备设备列于表序号名称矿名型号容量数量在用闲置备注1局扇FBD7.1-2*306012新购新增2胶带机DSJ80/40/240805新购新增3刮板机SGB-620/40T1102新购新增4调度绞车JD-252510新购新增5喷浆机PZ-7B8新购新增6综掘机EBZ-2003504台新购新增7凿岩台车CMJ2-17D372台新购新增8液压耙矸机ZWY-180/78L792台新购新增9胶带机B=10002*1321台新购新增10矿车1.5T20辆新购新增11压风机SA-120A1202台新购新增第四章 地面建筑工程施工4.1工程概况地面建筑工程约有39个单位工程。工业场地建（构）233、筑物主要结构形式为钢筋混凝土筒体结构、钢筋混凝土框架结构、砌体结构及钢结构。本区建筑抗震设防烈度为7度。 提升系统：主斜井井口房：建筑面积607.8 m2，建筑体积5807.8m3，高度9m，基础为钢筋砼独基，埋深2 m，主体为现浇钢筋砼框架结构，多孔砖填充墙体，屋面设计水泥蛭石保温层和高分子聚合物防水层，塑钢门窗，水电暖齐全。副斜井井口房：建筑面积265.8 m2，建筑体积1756.3m3，高度7m，基础为钢筋砼独基，埋深2 m，主体为现浇钢筋砼框架结构，多孔砖填充墙体，屋面设计水泥蛭石保温层和高分子聚合物防水层，塑钢门窗，水电暖齐全。副斜井提升机房：建筑面积330 m2，建筑体积2640m234、3，高度8m，基础为钢筋砼独基，埋深2 m，主体为现浇钢筋砼框架结构，多孔砖填充墙体，屋面设计水泥蛭石保温层和高分子聚合物防水层，塑钢门窗，水电暖齐全。原煤生产系统：原煤仓：3个直径21 m的钢筋砼筒仓，建筑面积1038.6 m2，建筑体积47773.5m3，高度46m，基础为钢筋砼筏基，埋深3.0m，钢筋砼屋面设计水泥蛭石保温层和高分子聚合物防水层，塑钢门窗，水电暖齐全。块矸石仓：1个直径12m钢筋砼筒仓，建筑面积113.1 m2，建筑体积3730.3m3，高度33m，基础为钢筋砼筏基，埋深2.0m，钢筋砼屋面设计水泥蛭石保温层和高分子聚合物防水层，塑钢门窗，水电暖齐全。动筛选矸车间：建筑面235、积2700 m2，建筑体积18787m3，高度28m，基础为钢筋砼独基，埋深3 m，主体为现浇钢筋砼框架结构，多孔砖填充墙体，钢筋砼屋面设计水泥蛭石保温层和高分子聚合物防水层，塑钢门窗，水电暖齐全。带式输送机栈桥：主井矸石仓至动筛选矸车间栈桥：长度199m，高度13m，钢筋砼独基，埋深2m，钢桁架支架，墙体及屋面均为夹心彩钢板，屋面做高分子聚合物防水层，塑钢窗，水电暖齐全。动筛车间至原煤仓栈桥：长度147m，高度24m，钢筋砼独基，埋深2m，钢桁架支架，墙体及屋面均为夹心彩钢板，屋面做高分子聚合物防水层，塑钢窗，水电暖齐全。动筛车间至块矸石仓栈桥：长度83m，高度15m，钢筋砼独基，埋深2m，236、钢桁架支架，墙体及屋面均为夹心彩钢板，屋面做高分子聚合物防水层，塑钢窗，水电暖齐全。通风、压风系统通风机房：钢筋砼风道断面55m，壁厚300mm，长160m，高2m，毛石条基，埋深2m；风机基础：钢筋砼结构，建筑体积495 m3；配电值班室：建筑面积120 m2，建筑体积588m3，高度4.9m，基础为毛石条基，埋深2 m，主体为砖混结构，多孔砖填充墙体，钢筋砼屋面设计水泥蛭石保温层和高分子聚合物防水层，塑钢门窗，水电暖齐全。供电系统110V变电站：建筑面积2250 m2，建筑体积11775m3，高度16.2m，基础为钢筋砼独基，埋深3 m，主体为钢筋砼框架结构，多孔砖填充墙体，钢筋砼屋面设计237、水泥蛭石保温层和高分子聚合物防水层，塑钢门窗，水电暖、通风齐全。室外变压器基础：C25砼402 m3。避雷针：3个，高30m，钢筋砼基础，埋深4m。110kV变电所：建筑面积191.3 m2，建筑体积956.3m3，高度5m，基础为毛石条基，埋深2 m，主体为砖混结构，多孔砖填充墙体，钢筋砼屋面设计水泥蛭石保温层和高分子聚合物防水层，塑钢门窗，水电暖齐全。供热系统工业场地锅炉房：建筑面积505 m2，建筑体积3535m3，高度7m，基础为钢筋砼独基，埋深2 m，主体为钢筋砼框架结构，多孔砖填充墙体，钢筋砼屋面设计水泥蛭石保温层和高分子聚合物防水层，塑钢门窗，水电暖齐全。烟道：砖混结构烟道断面1238、.22m，长14m，高2m，毛石基础，埋深2m。烟囱：砖混结构，上口直径1.08 m，高35 m，毛石基础，埋深3m。给排水系统水源井泵房：3座，高度5m，基础为毛石条基，埋深2 m，砖混结构，多孔砖填充墙体，钢筋砼屋面设计水泥蛭石保温层和高分子聚合物防水层，塑钢门窗，水电暖齐全。生产、消防水池及泵房：水池：为半地下式钢筋砼结构，地下2 m，钢筋砼基础，埋深2.5m。泵房：地下部分1 m，钢筋砼结构，钢筋砼基础，埋深2m；地上部分建筑面积80m2，建筑体积319m3，高度4m，主体为砖混结构，多孔砖填充墙体，钢筋砼屋面设计水泥蛭石保温层和高分子聚合物防水层，塑钢门窗，水电暖齐全。供水站：建筑面239、积56.3 m2，建筑体积225m3，高度4m，基础为毛石条基，埋深2 m，主体为砖混结构，多孔砖填充墙体，钢筋砼屋面设计水泥蛭石保温层和高分子聚合物防水层，塑钢门窗，水电暖齐全。泥浆站（风井场地）：黄土堆场：360 m2。值班室：建筑面积26.7 m2，建筑体积106.6m3，高度4m，基础为毛石条基，埋深2 m，主体为砖混结构，多孔砖填充墙体，钢筋砼屋面设计水泥蛭石保温层和高分子聚合物防水层，塑钢门窗，水电暖齐全。泥浆池：为半地下式钢筋砼结构，地下1.5 m，钢筋砼基础，埋深2m。污水处理系统矿井水处理站：调节水池及泵房：地下部分2m，钢筋砼结构，钢筋砼基础，埋深2.5m；地上部分建筑面积240、80m2，建筑体积520m3，高度6.5m，主体为砖混结构，多孔砖填充墙体，钢筋砼屋面设计水泥蛭石保温层和高分子聚合物防水层，塑钢门窗，水电暖齐全。高密度迷宫斜板沉淀池：砼池及配水槽：钢筋砼框架结构，池底距地面上4.5 m，高度8 m，钢筋砼独基，埋深3.0 m。沉淀池：钢筋砼框架结构，池底距地面上2.5 m，高度7.7 m，钢筋砼基，埋深3.0 m。加药间：建筑面积53m2，建筑体积264m3，高度5m，基础为钢筋砼独基，埋深3 m，主体为钢筋砼框架结构，多孔砖填充墙体，钢筋砼屋面设计水泥蛭石保温层和高分子聚合物防水层，塑钢门窗，水电暖齐全。过滤间：建筑面积233.2m2，建筑体积2120.241、4m3，高度9.5m，基础为钢筋砼独基，埋深3 m，主体为钢筋砼框架结构，多孔砖填充墙体，钢筋砼屋面设计水泥蛭石保温层和高分子聚合物防水层，塑钢门窗，水电暖齐全。污泥、集水池：钢筋砼框架结构，地下3.8 m，钢筋砼基础，埋深4.1 m。压滤综合间：建筑面积401.6m2，建筑体积1707m3，高度8.5m，基础为钢筋砼独基，埋深2m，主体为钢筋砼框架结构，多孔砖填充墙体，钢筋砼屋面设计水泥蛭石保温层和高分子聚合物防水层，塑钢门窗，水电暖齐全。生活污水处理站：调节水池联合建筑：钢筋砼框架结构，地下5 m，钢筋砼基础，埋深5.5 m。地上部分建筑面积94.3m2，建筑体积424.4m3，高度4.5242、m，主体为砖混结构，多孔砖填充墙体，钢筋砼屋面设计水泥蛭石保温层和高分子聚合物防水层，塑钢门窗，水电暖齐全。A/O生化池联合建筑：钢筋砼框架结构，地下5 m，钢筋砼基础，埋深5.5 m。过滤间联合建筑：建筑面积96.3m2，建筑体积529.4m3，高度5.5m，基础为毛石条基，埋深2.0 m，主体为砖混结构，多孔砖填充墙体，钢筋砼屋面设计水泥蛭石保温层和高分子聚合物防水层，塑钢门窗，水电暖齐全。配电控制联合建筑：建筑面积153m2，建筑体积689m3，高度4.5m，基础为毛石条基，埋深2.0 m，主体为砖混结构，多孔砖填充墙体，钢筋砼屋面设计水泥蛭石保温层和高分子聚合物防水层，塑钢门窗，水电暖243、齐全。清水池：钢筋砼框架结构，地上，长8.5 m、宽6.5 m、深5 m，钢筋砼基础，埋深2 m。矸石淋溶水集水池：2座，钢筋砼框架结构，地上，长8.5 m、宽6.5 m、深5 m，钢筋砼基础，埋深2.5 m。辅助生产系统机修车间及综采设备库：建筑面积2665m2，建筑体积32240m3，高度12.1m，基础为钢筋砼独基，埋深3.0 m，主体为钢筋砼排架结构，多孔砖填充墙体，钢筋砼屋面设计水泥蛭石保温层和高分子聚合物防水层，塑钢门窗，水电暖齐全。坑木加工房：建筑面积300m2，建筑体积1650m3，高度6.5m，基础为钢筋砼独基，埋深2.0 m，主体为钢筋砼框架结构，多孔砖填充墙体，钢筋砼屋面244、设计水泥蛭石保温层和高分子聚合物防水层，塑钢门窗，水电暖齐全。油脂库：建筑面积120m2，建筑体积432m3，高度3.6m，基础为毛石条基，埋深2.0 m，主体为砖混结构，多孔砖填充墙体，钢筋砼屋面设计水泥蛭石保温层和高分子聚合物防水层，塑钢门窗，水电暖齐全。消防材料库：建筑面积100m2，建筑体积360m3，高度3.6m，基础为毛石条基，埋深2.0 m，主体为砖混结构，多孔砖填充墙体，钢筋砼屋面设计水泥蛭石保温层和高分子聚合物防水层，塑钢门窗，水电暖齐全。岩粉库：建筑面积80m2，建筑体积288m3，高度3.6m，基础为毛石条基，埋深2.0 m，主体为砖混结构，多孔砖填充墙体，钢筋砼屋面设计245、水泥蛭石保温层和高分子聚合物防水层，塑钢门窗，水电暖齐全。汽车库：建筑面积463m2，建筑体积2360m3，高度5.2m，基础为毛石条基，埋深2.0 m，主体为砖混结构，多孔砖填充墙体，钢筋砼屋面设计水泥蛭石保温层和高分子聚合物防水层，塑钢门窗，水电暖齐全。充氧室: 建筑面积30m2，建筑体积150m3，高度5.2m，基础为毛石条基，埋深2.0 m，主体为砖混结构，多孔砖填充墙体，钢筋砼屋面设计水泥蛭石保温层和高分子聚合物防水层，塑钢门窗，水电暖齐全。加油站：建筑面积99m2，建筑体积356.4m3，高度3.6m，基础为毛石条基，埋深2.0 m，主体为砖混结构，多孔砖填充墙体，钢筋砼屋面设计水246、泥蛭石保温层和高分子聚合物防水层，塑钢门窗，水电暖齐全。排矸系统矸石中转站：建筑面积56.3m2，建筑体积337.5m3，高度6m，基础为钢筋砼独基，埋深2.0 m，主体为钢筋砼框架结构，多孔砖填充墙体，钢筋砼屋面，水电暖齐全。矸石排放点：建筑面积56.3m2，建筑体积281.5m3，高度5m，基础为钢筋砼独基，埋深2.0 m，主体为框架结构，多孔砖填充墙体，钢筋砼屋面，水电暖齐全。块矸石仓至矸石中转站栈桥：断面1.22.5 m，长度235.5 m，高度6m，基础为钢筋砼独基，埋深2.0 m，主体为钢桁架，墙体及屋面采用夹心彩钢板，屋面采用高分子聚合物防水层，塑钢窗，水电暖齐全。矸石中转站至排247、放点栈桥：断面1.22.5 m，长度913m，高度3m，基础为钢筋砼独基，埋深2.0 m，主体为钢桁架，墙体及屋面采用夹心彩钢板，屋面采用高分子聚合物防水层，塑钢窗，水电暖齐全。行政、生活福利、居住建筑行政办公楼：建筑面积3612m2，建筑体积12642m3，高度18m，基础为钢筋砼独基，埋深4.5 m，主体为现浇钢筋砼框架结构，多孔砖填充墙体，现浇楼地面为地砖面层，屋面为预制板，屋面为膨胀蛭石保温层和高分子聚合物防水层，木门，铝合金窗，水电暖齐全。采区灯房、更浴室联合建筑：建筑面积5291m2，建筑体积22222m3，高度18m，基础为钢筋砼独基，部分毛石基础，埋深4.5 m，主体为现浇钢筋248、砼框架结构，多孔砖填充墙体，现浇楼地面为地砖、防腐地砖面层，屋面为预制板，屋面为膨胀蛭石保温层和高分子聚合物防水层，木门，铝合金窗，水电暖齐全。单身宿舍：建筑面积4778m2，建筑体积14334m3，高度19.8m，基础为毛石基础，埋深2.8 m，主体为砖混结构，多孔砖填充墙体，楼地面为地砖面层，楼面和屋面为预制板，屋面为膨胀蛭石保温层和高分子聚合物防水层，木门，铝合金窗，水电暖齐全。培训中心：建筑面积2991m2，建筑体积12562m3，高度15m，基础为毛石基础，埋深2.8 m，主体为砖混结构，多孔砖填充墙体，楼地面为地砖面层，楼面和屋面为预制板，屋面为膨胀蛭石保温层和高分子聚合物防水层，249、木门，铝合金窗，水电暖齐全。食堂：建筑面积706m2，建筑体积3530m3，高度7.8m，基础为钢筋砼独基，埋深4.5 m，主体为现浇钢筋砼框架结构，多孔砖填充墙体，现浇楼地面为地砖面层，屋面为预制板，屋面为膨胀蛭石保温层和高分子聚合物防水层，木门，铝合金窗，水电暖齐全。室外厕所：建筑面积120m2，建筑体积360m3，高度3m，基础为毛石基础，埋深1.8 m，主体为砖混结构，多孔砖填充墙体，水泥地面，屋面为预制板，屋面为膨胀蛭石保温层和高分子聚合物防水层，木门，铝合金窗，水电暖齐全。门卫：建筑面积160m2，建筑体积480m3，高度3.6m，基础为毛石基础，埋深1.8m，主体为砖混结构，多孔砖填充墙体，水泥地面，屋面为预制板，屋面为膨胀蛭石保温层和高分子聚合物防水层，木门，铝合金窗，水电暖齐全。自行车棚：建筑面积191m2，建筑体积673m3，高度3m，基础为毛石基础，埋深1.8 m，主体为砖混结构，多孔砖填充墙体，水泥地面，屋面为预制板，屋面为膨胀蛭石保温层和高分子聚合物防水层，木门，铝合金窗，水电暖齐全。4.2气象情况本井田属温暖带大陆性季风气候，四季分明，昼夜温差悬殊。冬季少雪，春季风大雨少，夏季雨量高度集中，主要集中在79三个月，秋季较短。最热月份是七月份，平均温度：22.4；最冷月份是一月份，