1、第一章 概述第一节 矿井施工组织设计编制依据与原则一、编制原则1.执行国家及煤炭建设的方针和经济政策；2.统筹安排内部与外部；生产与生产服务、生活服务之间的协调建设，通过综合平衡，确定合理建设工期。3.以矿建为主，全面安排井下与地面、生产与生活的建设顺序，做到“五通一平” 先行，环保绿化同步。4.充分利用时间和空间，在确保安全、质量和经济效益的前提下，合理组织矿井建设全过程的各个环节、各项工作及各个工程项目之间的平行交叉作业和协调建设。5.以经济效益为中心，突出市场经济和竞争意识，增加时间观念、利息观念和资金周转观念，尽快形成综合生产能力，缩短建设工期。6.结合矿井建设实际，扬长避短，大胆探索2、。7、依靠科技进步，积极采用新技术、新装备、新材料、新工艺。8、因地制宜、就地取材、降低工程成本。9、合理利用永久设施建井，减少大临工程10、积极进行施工准备，缩短施工准备工期。11、在工作安排上，做到“四个优先安排”即被利用永久工程优先安排，工期长的工程优先安排，安装任务重的工程优先安排，大型工程优先安排；“四个不停”即矿井主要矛盾线上的工程不停，井筒装备时提升不停，井巷交叉施工时运输不停，单位工程开工后不停；“三个缓干”即需要长期维护的煤巷缓干，用作平衡劳动力的工程缓干，建设期间不使用的井下电器设备缓购，力争做到劳动力、施工设备的基本平衡。二、编制依据1.批准的地质报告、矿井初步设计及概算3、。2.建设单位与有关单位签订的协议。3.矿井建设的客观条件及现场条件。4.国家及煤炭工业有关经济技术方面的政策、法令、规程、规范、标准等。第二节 矿井设计概论根据山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室文件（晋煤重组办发2009110号文），批准以山西煤销集团为主体对古交市屯川矿、马兰镇营立矿、古交后沟煤矿、白道煤矿有限公司进行兼并重组整合，整合后企业名称为山西煤销集团古交铂龙煤业有限公司，井田面积5.995km2。开采煤层为02、2、4、8、9号煤层。矿井保有储量51.61mt，可采储量29.14 mt。矿井设计生产能力为120万吨，矿井服务年限为17.3a。一、矿井设计方案1、矿井开拓：4、斜井立井混合开拓，主斜井倾角18安装强力胶带输送机提升。副斜井倾角11度、回风斜井倾角90，副斜井安装单滚串车提升和架空乘人装置，回风井设梯子间，通风方式为中央分列式，主斜井、副斜井进风，回风立井回风。矿井开采02、2、4、8、9号煤层，确定为一个主水平和一个辅助水平开拓。主水平标高+1057m，开拓8、9号煤，采用联合布置，辅助水平标高+976m,开拓02、2、4号煤层, 采用联合布置。主斜井经主运输大巷两煤仓，与主水平和辅助水平采区运输巷相连，副斜井经井底车场与主、辅水平采区轨道巷相连，回风斜井直接与主、辅水平回风大巷相连。根据井田开拓布置，在主斜井井底西南布置主运输巷，通过2号8号煤仓，5、完成煤的运输。运输大巷布置胶带输送机。回风立井与主、辅水平采区回风巷相连。副斜井与主辅水平采区轨道巷相连担任运料和行人的任务。2、井下开采设计井田分为8个采区开采，首采采区为801和0201采区，采区为前进式开采，工作面为后退式开采。首采工作面为80101和020101工作面。二、矿井设计的主要技术经济指标1、开拓方式：斜井立井混合式。2、井型：120万吨。3、矿井生产工作面2个。4、工程设计工程量：井巷工程量10836m，其中岩巷1346.1m，煤巷9333m。5、掘进率：93.7m/万t。6、全员效率：49t/人。7、矿井资源整合工程静态总投资40691.54万元，其中矿建工程12027.6、74万元，土建7083.58万元，主要设备及工器具购置11768.42万元，安装3391.29万元，工程建设其它费用3945.22万元，工程预备费用2475.28万元，铺底流动资金1800万元。8、吨煤投资：395.22元。9、矿井建设设计工期21.3个月。第三节 矿井建设技术条件一、井田位置与交通山西煤炭运销集团古交铂龙煤业有限公司位于古交市西南部，距古交市约15km，行政区划属古交市马兰镇管辖。其井田地理坐标为：东经11158211120027，北纬374921375250。井田距古交市约15km，古交岔口公路从井田北部经过，向东与太宁公路相连。国营马兰矿铁路专用线距本井田约2km，古交太7、原有铁路专线，经太原可通往全国各地，交通较为便利（详见交通位置图1-1-1）。二、地形、地貌本井田位于吕梁山脉东缘，属中山区。井田内沟谷纵横，切割剧烈，地形复杂。地势总体呈西高东低，南、北高中间低。最高点位于井田北部山梁，标高约1417.60m，最低点位于井田中部屯兰河谷中，标高约1140.00m，最大相对高差277.60m。三、河流水系井田中部有屯兰河由西向东流过，平时流量数十升/秒，雨季山洪爆发后可达数十立方米/秒。在井田东部、西部边界附近分别有下石沟和恶生沟，在井田北部有梅家沟，这些沟谷均为季节性沟谷，平时干涸或有细流，雨图1-1-1 交通位置示意图 比例尺1： 330000 井田位置季8、时沟谷中有较大的短暂水流，它们由南、北向流入屯兰河，屯兰河向北东汇入汾河。属黄河流域，汾河水系，屯兰河支系。四、气象本井田地处晋西黄土高原，属暖温带大陆性气候，四季分明，春多风沙，夏热多雨，秋季凉爽，冬季干寒。一月份最冷，最低气温可达-20以下。七月份最热，极端最高气温达40。近十年年降水量214.1583.4mm，平均365.3mm，降水量多集中于79月份。年蒸发量771.91240mm，平均1025mm，为年降水量的两倍多。冰冻期为11月至次年34月份，冻土深度0.50.8m。全年盛行西北风，年平均风速2.4m/s，春冬季大，夏秋较小，最大风速25m/s。五、地震据GB500112001建9、筑防震设计规范，本区设计地震动峰值加速度为0.15g，对应的地震基本烈度为度。六、煤层和煤质：（一）煤层井田内含煤地层为太原组和山西组，煤层自上而下编号为02、03、2、3、4、8、9、10号共8层。可采煤层为02、2、4、8、9号。现将主采煤层情况叙述如下：1.02号煤层赋存于山西组上部，上距K4砂岩8m左右，煤厚0.602.26m，平均1.36m，在井田东南部与02下号煤层合并，该煤层合并区较厚，最厚点位于井田南部549号钻孔，厚度为2.26m。分叉区较薄，最薄点位于井田东北部511号钻孔，厚度为0.60m。属稳定的大部可采煤层，结构简单，局部含1层夹矸，夹矸最大厚度0.51m，顶板为砂质10、泥岩或粉砂岩，底板为砂质泥岩。井田中部、东部大部被剥蚀。2.02下号煤层位于02号煤层下013.51m，平均3.51m，井田内东南部与02号煤层合并，在分叉区局部可采，厚度0.461.10m，平均0.72m，结构简单，无夹矸，属较稳定局部可采煤层。顶板为砂质泥岩，底板为砂质泥岩或粉砂岩。井田中部、东部大部出露剥蚀。3.2号煤层赋于山西组中上部，上距03号煤层2.6714.35m，平均8.65m；煤层厚度1.302.71m，平均2.15m，结构简单-较简单，含0-2层夹矸，夹矸最大厚度0.50m，属稳定可采煤层，顶板为砂质泥岩或细砂岩，底板为砂质泥岩。井田西南部局部有岩浆岩侵入，使得煤层遭破坏。11、井田中部、北部大部出露剥蚀。4.4号煤层赋存于山西组中下部，上距2号煤层3.8811.20m，平均6.56m；煤厚0.411.35m，平均0.86m，结构简单-较简单，含0-2层夹矸，夹矸最大厚度0.45m，属稳定大部可采煤层，顶板为砂质泥岩或细砂岩，底板为粉砂岩或砂质泥岩。井田中部、北部大部出露剥蚀。5.8号煤层赋于太原组中下部，上距4号煤层61.2287.09m，平均71.58m；煤层厚度3.204.85m，平均3.99m，结构简单-复杂，含03层夹矸，单层夹矸最大厚度0.40m，属稳定可采煤层，顶板为石灰岩或泥灰岩，底板为砂质泥岩。井田东南部局部有岩浆岩侵入，使得煤层遭破坏。井田西部局部12、出露剥蚀。6.9号煤层赋于太原组下部，上距8号煤层5.5523.34m，平均13.61m；煤层厚度0.612.04m，平均1.62m，结构简单-复杂，含03层夹矸，单层夹矸最大厚度0.42m，属稳定大部可采煤层，顶板为砂质泥岩，底板为砂质泥岩或粉砂岩。井田东南部局部有岩浆岩侵入，使得煤层遭破坏。井田西部局部出露剥蚀。本井田可采煤层有02、02下、2、4、8、9号煤层，其特征见表2-1-5。表2-1-5 可采煤层特征表 地层煤层厚度最小-最大平均（m）层间距最小-最大平均（m）结构（夹矸数）稳定性可采性顶底板岩性顶板底板山西组021.363.51简单0-1稳定大部可采砂质泥岩粉砂岩砂质泥岩02下13、0.72简单0较稳定局部可采砂质泥岩砂质泥岩粉砂岩8.6522.15简单-较简单0-2稳定全井田可采砂质泥岩细砂岩砂质泥岩6.5640.86简单-较简单0-2稳定大部可采砂质泥岩细砂岩粉砂岩砂质泥岩71.58太原组83.99简单-复杂0-3稳定全井田可采石灰岩泥灰岩砂质泥岩13.6191.62简单-复杂0-3稳定大部可采砂质泥岩砂质泥岩粉砂岩煤的物理性质和煤岩特征据山西省太原西山煤田古交矿区马兰勘探区精查地质报告资料，将各煤层物理性质及煤岩特征叙述如下：1）物理性质各煤层煤的物理性质基本相同，颜色为黑色、黑灰色，条痕为棕黑色、褐黑色，玻璃及强玻璃光泽，内生裂隙较发育，参差状、贝壳状断口，硬度中14、等，一般为2-3。2）煤岩特征02、02下号煤层以暗煤为主，块状，显微煤岩成分以半凝胶化，半丝炭化碎块物质较多，矿物主要为粘土，呈细散染状产出。2号煤层以暗煤为主，有少量亮煤和镜煤，显微煤岩成份以丝炭化及半凝胶化物质为最多，矿物质含量较少。4号煤层主要以粘土矿化暗煤和暗煤组成，有少量亮煤，矿物主要为粘土，呈散染状。8号煤层主要由暗煤和亮煤组成，呈条带状结构。显微煤岩成分以丝炭化物质为主，矿物含量较少，常见有黄铁矿。9号煤层由暗淡煤、半暗淡煤、半亮煤组成。半暗淡、半亮煤为细条带状结构，常夹有丝炭体；暗煤由凝胶化、半丝炭化基质组成，呈粒状或杂块状结构。2.煤的化学组成根据山西省太原西山煤田古交矿区15、马兰勘探区精查地质报告资料和本次井下取样化验资料，各可采煤层煤质特征如下：（1）02号煤层煤类为肥煤，洗选后作为炼焦用煤为低灰中灰、低硫分中低硫、特低磷煤。（3）2号煤层煤类以肥煤为主，局部有少量焦煤。洗选后作为炼焦用煤为特低灰中灰、低硫分高硫分、特低磷煤。（4）4号煤层煤类以肥煤为主，受岩浆侵入的影响，在井田南部局部变质为瘦煤。洗选后作为炼焦用煤为特低灰中灰、低硫分中高硫、特低磷煤。（5）8号煤层煤类以肥煤为主，在井田东部局部有少量焦煤。洗选后作为炼焦用煤为特低灰中灰、中硫分高硫分、特低磷低磷分煤。（6）9号煤层煤类以肥煤为主，其次为焦煤，肥煤、焦煤洗选后作为炼焦用煤为特低灰中灰、低硫分高硫16、分、特低磷低磷分煤。（二）煤质5.煤质及工业用途评述由于未进行过粘结指数测试，本次煤类划分均沿用原勘探报告成果。02号煤层煤类以肥煤为主，在井田东部局部有少量焦煤。洗选后作为炼焦用煤为为特低中灰、低硫分、特低磷煤。02下号煤层煤类为肥煤，洗选后作为炼焦用煤为低灰中灰、低硫分中低硫、特低磷煤。2号煤层煤类以肥煤为主，局部有少量焦煤。洗选后作为炼焦用煤为特低灰中灰、低硫分高硫分、特低磷煤。4号煤层煤类以肥煤为主，局部变质为瘦煤。洗选后作为炼焦用煤为特低灰中灰、低硫分中高硫、特低磷煤。8号煤层煤类以肥煤为主，少量焦煤。洗选后作为炼焦用煤为特低灰中灰、中硫分高硫分、特低磷低磷分煤。9号煤层煤类以肥煤为17、主，局部有少量焦煤。洗选后作为炼焦用煤为特低灰中灰、低硫分高硫分、特低磷低磷分煤。02、02下、2、4、8、9号煤层，可作为炼焦用煤或炼焦配煤.四、地质构造：六、构造井田位于西山煤田西北边缘，马兰勘探区西部，大致为背斜、向斜构造，背、向斜轴向为北西-南东向，地层倾角在4-45之间，一般10左右。井田内共发育16条断层，其中正断层15条，逆断层1条，见表2-1-2，最大的断层为井田东部边界的F78、F77断层，落差分别为4080m和3565m，井田内断层落差232m。发育陷落柱9个，分布无明显规律，其中8个为井下生产揭露，1个为钻探发现（521孔）。陷落柱一般呈圆形或椭圆形，长轴在40-150m18、之间，陷壁角80-85。1.褶曲S1背斜位于井田中部，轴向北西-南东向，向南东倾伏，两翼地层基本对称，地层倾角为12左右。背斜轴由516号钻孔控制。S2向斜位于井田中东部，轴向北西-南东向，两翼地层不对称，地层倾角为8-10。向斜轴被517、555号钻孔控制。S3背斜位于井田中西部，轴向北西-南东向，向北西倾伏，两翼地层不对称，地层倾角为12-45。背斜轴为地表控制。2.断层断层特征见表2-1-2表2-1-2 主 要 断 层 一 览 表 断层编号位置性质走向倾向倾角（度）断距（m）井田内延伸长度(m)备注F78（北社断层）井田西部正N30WNE754080100560钻孔揭露F77（营立断层）19、西北边界正N82EN25ESE7035652150地面填图F227井田中部逆N30WSW55032950559钻孔揭露F198井田东北部正N25ESE750151820地面填图井下巷道揭露F203井田东部正近SNE7605350地面填图FM30井田西南部正N43ESE75010230地面填图FX1井田东部正N45ESE7802250井下巷道揭露FX2井田东部正N62ENW7504350井下巷道揭露FX3井田东部正N50ENW7009300井下巷道揭露FX4井田东部正N15ESE7002350井下巷道揭露Fm39井田西部正N50ESE8509365地面填图F196井田西部正N50ESE6507120、30地面填图F194井田西部正N60ESE70020220地面填图F1井田西部正N30ESE7006310井下巷道揭露F2井田西部正N40ENE6506350井下巷道揭露F3井田东部正N50ENE60010340井下巷道揭露3.陷落柱陷落柱特征见表2-1-3。表2-1-3 陷落柱情况一览表 陷落柱编号位置形状长轴短轴备注X1井田东部圆100100井下揭露X2井田东部椭圆15095井下揭露X3井田东部椭圆10080井下揭露X4井田东部椭圆11590井下揭露X5井田东部椭圆130105井下揭露X6井田东部椭圆125115井下揭露X7井田东部椭圆10090井下揭露X8井田东部圆100100井下揭露X21、9井田东部椭圆145100521号钻孔揭露4.岩浆岩由于本井田靠近狐偃山岩浆岩主体，因而对本井田有一定的影响，地表在井田西部界外的北社断层走向一线断续出露。井田内及附近有5个钻孔见岩浆岩（见表2-1-4）。表2-1-4 岩浆岩情况一览表 钻孔侵入层位厚度（m）岩浆岩岩性5498号煤层1.67（未穿透岩浆岩）正长斑岩5528号煤层0.75（未穿透岩浆岩）正长斑岩5602号煤层9.26斜长斑岩5618、9号煤层34.94（未穿透岩浆岩）正长斑岩5678号煤层3.06（未穿透岩浆岩）正长斑岩据地表及钻孔中观察，岩浆岩多呈岩床或岩脉，沿断裂带或煤层及软弱地层侵入，厚度最大35m以上，一般610m。岩性22、主要为正长斑岩，斜长斑岩较少，斑晶较大，矿物成份主要为正长石、角闪石。钻孔中多为绿灰色，地表风化多显黄灰、灰白色。受岩浆岩侵入的影响，在侵入体周边，煤层、煤质有不同程度的破坏和影响，煤类变为瘦煤，距离较近时被烘烤而变成天然焦或剩留部分焦炭残渣。从区域构造来看，岩浆岩属中生代燕山期产物，本井田为狐偃山岩浆岩体分支。本井田主要受影响区域为井田南部。综上所述，井田内地层较平缓，虽然发育一些断层，但大断层主要分布于井田边界附近，对生产影响不大，因此，井田构造属于简单类型，局部简单偏中等。七、井田水文地质（一）区域水文地质古交矿区位于山西省西山煤田西部，地形复杂，切割强烈，基岩出露较少，大部为黄土覆盖，23、区域地层出露奥陶系、石炭系、二叠系。地表大部分被第四系中、上更新统、全新统地层所覆盖。区域地貌可分为：剥蚀构造中低山、剥蚀构造黄土丘陵和侵蚀堆积的河流谷地三种地貌形态。本区位于晋祠泉域西部，该泉域东北部边界与兰村泉边界为共同边界，此边界为可变边界，北部及西北边界以变质岩系为边界，西边界位于孤堰山、寨儿坡、岭底村至山前大断裂，该线与岭底向斜轴吻合，奥陶系顶面标高为204321m，具有滞流阻水作用；东部与南部以太原盆地西边山断裂带为界，为排泄边界，形成一个独立的水文地质单元。 汾河为流经本区域的最大河流，区内沟谷多为季节性河流，呈扇形展布，最终注入汾河。区域含水层有：1.碳酸盐岩类岩溶裂隙含水层组24、1）奥陶系中统灰岩岩溶裂隙含水层含水层岩性为石灰岩、豹皮灰岩、白云岩和泥灰岩，各种岩性富水性不一。奥灰顶面向下2070m为较纯的石灰岩，为发育岩溶裂隙的主要区段；往下为角砾状泥灰岩、石膏层、泥灰岩、泥岩的混合带，习惯称为“石膏带”，厚2040m，此段可视作一个隔水带。再往下以石灰岩占优势，白云质成分增多，有白云质灰岩和白云岩，其间夹有泥灰岩或角砾状泥灰岩。岩溶形态以溶蚀裂隙及溶孔为主，溶洞较少。在水平方向上，受区域构造控制，富水性差异较大，古交矿区西、北部，由于埋藏浅，补给条件较好，富水性较强，据镇城底精查资料，峰峰组单位涌水量为10.56L/s.m，渗透系数最大11.84m/d；在汾河以南，25、大川河以西，由镇城底经姬家庄至清徐为一向斜构造，向斜轴部奥陶系灰岩埋藏深，据钻探揭露岩溶发育微弱，透水性差，属滞流带。本区水位标高：镇城底为898.11m，古交市为876.37m，李家庄为833.81m。2）石炭系上统太原组灰岩岩溶裂隙含水层含水层主要由L1、K2、L4三层石灰岩组成，含灰岩层段厚25m左右，灰岩在浅部裂隙发育，并有溶蚀或溶孔等岩溶现象，富水性中等；在深部则岩溶极不发育或无岩溶现象。据钻孔抽水试验，单位涌水量0.000060.0064L/s.m，渗透系数0.00230.44m/d。2.碎屑岩类裂隙含水层组1）二叠系下统山西组砂岩裂隙含水层含水层主要为K3砂岩，由中粗粒砂岩组成，26、厚度变化较大，裂隙发育差，富水性弱；据钻孔抽水试验，单位涌水量0.000120.0548L/s.m，渗透系数0.000340.344m/d。2）二叠系上下石盒子组砂岩裂隙含水层本组有多层砂岩，出露面积广，但大部分处于当地侵蚀基准面以上，只形成透水层。在风化裂隙带，钻孔冲洗液往往大量漏失；在侵蚀基准面以下区域，于浅部可形成风化裂隙带潜水，一般来说，本组富水性弱。3.第四系松散岩类孔隙含水层组主要分布于区内的汾河、屯兰河、大川河、原平河等河谷中，由沙砾组成，一般厚20m左右。该层含水性主要取决于其补给条件，在较大的沟谷中，地表水较丰富，补给条件较好，其富水性较强；在小的沟谷中，补给条件差，其富水性27、较弱。同时在很大程度上受控于下伏基岩的岩性，例如，在罗家曲至镇城底汾河段，其下伏基岩为奥陶系灰岩，而且岩层破碎，透水性强，本段第四系松散岩类孔隙含水层地下水径流量为零；由镇城底向下游至古交市，下伏基岩为本溪组、太原组铝质泥岩、泥岩、砂质泥岩、及砂岩等，隔水性较好，第四系松散岩类孔隙含水层地下水径流量为1.50m3/s。本组水质良好，为主要民用水源。地下水的补径排条件1）碳酸盐岩类岩溶裂隙水区域奥陶系岩溶水属晋祠泉域，本区西北部奥陶灰岩大范围出露，为岩溶水补给区，中东部埋藏较深，为岩溶水径流区，由西北向东南径流，至区域外边山断裂带汇集，至晋祠泉排泄，排泄方式以自流泉为主，同时在边山断裂带有大量深28、井采取该层水。2）碎屑岩类裂隙水在裸露区接受大气降水和河流(包括季节性河流)水的补给，其浅层水受地形和地层产状控制，大部分以侵蚀下降泉的形式排出地表，其特点是径流途径短，无统一水位。深部承压水主要受地质构造控制，裸露区接受补给后沿岩层倾向形成径流，达到一定深度后，地下水径流变缓，甚至停滞。各含水层间水力联系较弱，主要排泄途径是生产矿井的矿坑排水。3）松散岩类孔隙水松散岩类孔隙水主要接受大气降水和河流水补给为主，径流途径较短，在流经下伏奥灰基岩段时漏失，补给奥灰含水层。另外，人工开采也是其主要排泄途径之一。（二）井田水文地质条件1.地表水井田中部有屯兰河由西向东流过，平时流量数十升/秒，雨季山洪29、爆发后可达数十立方米/秒。在井田东部、西部边界附近分别有下石沟和恶生沟，在井田北部有梅家沟，这些沟谷均为季节性沟谷，平时干涸或有细流，雨季时沟谷中有较大的短暂水流，它们由南、北向流入屯兰河，屯兰河向北东汇入汾河。属黄河流域，汾河水系，屯兰河支系。2.含水层1）奥陶系中统石灰岩岩溶裂隙含水层奥陶系中统岩溶裂隙含水层岩性以石灰岩、白云岩为主。本井田位于古交矿区西南部，奥陶系中统石灰岩埋藏较浅，岩溶较发育，富水性较强，据山西省太原西山煤田古交矿区马兰勘探区精查地质报告，在井田东北部界外大约1500m的547号钻孔进行抽水试验，单位涌水量q=0.64L/s.m，渗透系数k=4.04m/d，水位标高9530、1.25m；据勘探资料推断，本井田奥灰岩溶裂隙水位标高951965m左右。水化学类型HCO3SO4CaMg型，矿化度0.2900.449g/L，硬度2.493.43mmol/L，为中等硬的淡水。L1灰岩大部发育，厚度稳定；2）石炭系太原组石灰岩岩溶裂隙含水层该含水层主要为L1、K2、L4三层灰岩，L1灰岩除井田北部局部缺失外大部发育，有时相变为泥灰岩；K2、L 4灰岩分别在井田南部、东南部缺失。平均厚度分别为1.21、2.53、1.15m，总计4.89m左右。据山西省太原西山煤田古交矿区马兰勘探区精查地质报告，在井田东部563号钻孔和M46钻孔进行抽水试验，单位涌水量q=0.00810.00031、06L/s.m，渗透系数k=0.44m/d，富水性弱，水位标高1104.601251.00m。水化学类型HCO3SO4CaMg型,矿化度0.324g/L，硬度3.03mmol/L，为硬的淡水。3）二叠系山西组砂岩裂隙含水层含水层以K3砂岩为主，多为中、粗粒砂岩。据山西省太原西山煤田古交矿区马兰勘探区精查地质报告，在井田东部563号钻孔进行抽水试验，单位涌水量q=0.00012L/s.m，渗透系数k=0.00126m/d，水位标高1168.41m，富水性弱。水化学类型为HCO3ClNaCa型，矿化度0.3830.602g/L，硬度0.130.67mmol/L，为特软的淡水。4）二叠系石盒子组砂岩32、裂隙含水层含水层多为中、粗粒砂岩，井田内大面积出露。处于当地侵蚀基准面以上部分，只形成透水层，基本不含水，在风化裂隙带，钻孔冲洗液往往大量漏失；在侵蚀基准面以下区域，于浅部可形成风化裂隙带潜水。据山西省太原西山煤田古交矿区马兰勘探区精查地质报告，在井田东部563号钻孔进行抽水试验，单位涌水量q=0.00134L/s.m，渗透系数k=0.00177m/d，总的来说富水性弱。水化学类型HCO3SO4NaCa型，矿化度0.2500.561g/L，硬度0.542.76度，为特软中等的淡水。5）第四系孔隙含水层主要分布于屯兰河、下石沟、恶生沟等较大的沟谷中，由沙砾层组成。屯兰河在本井田长约1500m，宽33、约500m，冲积层厚度一般15m左右，由于在井田西部界外河谷下伏基岩为奥陶系灰岩，透水性强，使得第四系潜水大量漏失，在本井田含水量很小，营立村民用水一直困难。下石沟和恶生沟宽约150m左右，冲积层厚度一般5m左右，富水性较屯兰河好。水化学类型HCO3SO4CaMg型，矿化度0.2320.287g/L，硬度1.832.20度，为中等的淡水。3.井田主要隔水层1）山西组隔水层山西组发育35层较稳定连续的泥岩、炭质泥岩地层，这些地层隔水性较好，可将该类泥岩地层视作山西组煤层与太原组灰岩含水层及上部含水层间较好的隔水层。2）本溪组隔水层本溪组厚度平均26.00m左右，是一套以泥岩、铝质泥岩、砂质泥岩为34、主，夹有灰岩和砂岩的地层，再加上9号煤下以泥岩为主的无煤段，共计厚度约58m，区域上连续稳定，是太原组石灰岩岩溶裂隙含水层与奥陶系灰岩含水层之间良好的隔水层。4.地下水的补、径、排条件本井田西部界外有奥陶系地层出露，为岩溶水补给区，本井田属岩溶水的迳流区，岩溶水由西北向东南径流，至晋祠泉排泄。石炭系及二叠系含水层在裸露区接受大气降水补给和季节性河流补给后，顺岩层倾向迳流，在沟谷中出露时以侵蚀下降泉的形式排泄，下部含水层中地下水则一直沿岩层倾向迳流，部分以矿坑、水井排水的方式排泄。（三）矿井充水因素分析及水害防治措施1.矿井充水因素分析本区年降水量为214.1583.4mm，属于干旱地区，本井田35、地形坡度较陡，植被不发育，有利于自然排水，入渗补给地下水条件差，只在基岩露头的沟谷中有少量的入渗，对于山西组砂岩含水层，由于其上有较多隔水层分布，接受大气降水的直接补给很少。本矿批采的山西组煤层直接充水含水层为山西组砂岩裂隙含水层，间接充水含水层主要为下石盒子组砂岩裂隙含水层，太原组煤层直接充水含水层为太原组岩溶裂隙含水层，间接充水含水层主要为奥陶系中统石灰岩岩溶裂隙含水层。井田西南部各可采煤层均位于奥灰水位之下，属于带压煤层，根据突水系数来计算奥灰岩溶水对各煤层的影响。突水系数计算公式：Ts=P/M P=（H0-H1+M）0.0098式中： Ts突水系数，MPa/m；P隔水层底板所能承受的最36、大静水压力，Mpa；M底板隔水层厚度，m；H1煤层底板最低标高H0奥灰岩溶水水位标高奥灰岩溶水水位标高（H0）960m。各煤层突水系数见表2-1-16。表2-1-16 突水系数计算表 煤层奥灰水位标高煤层底板最低标高隔水层厚度最大静水压力突水系数029608921792.42060.01352960878.30165.302.42060.01464960870.80157.802.42060.01538960795.1382.132.42060.02959960780672.42060.0361根据经验: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037、.10（MPa/m），本井田为有构造破坏地区。各煤层突水系数均小于临界突水系数0.06MPa/m，故奥陶系灰岩岩溶水对井田内各煤层突水的可能性较小。2.构造对井田内水文地质条件的影响本井田内有落差280m的断层16条，其中正断层15条，逆断层1条；共发现陷落柱9个。据山西省太原西山煤田古交矿区马兰勘探区精查地质报告，勘探时有25个钻孔遇断层，遇陷落柱5次，水文观察均无异常。生产矿井调查，巷道见断层无水文异常，因此本区断层和陷落柱不导水或基本不导水。另外影响矿井充水的主要地质构造为向斜构造，煤层之上各含水层水在向斜轴部聚集，对煤层开采有一定影响；在向斜轴部采空区，有大量积水存在，给生产造成安全隐38、患。3.采（古）空区及相邻矿井积水情况井田内02、2、4、8号煤层均有采（古）空区，在采（古）空区低洼处均有积水。其积水量见表2-1-17。 表2-1-17 本井田采、古空区积水量估算表 矿名煤层号积水区编号采、古空区积水面积(m2)积水量（万m3）古交市屯川煤矿02277210.95190090.662436042.38173010.94150860.82183531.0199700.55169380.92414572.26古交后沟煤矿有限公司（十关闭）272441.4845580.24古交市马兰镇营立煤矿4634691.38古交市屯川煤矿8179521.82古交市马兰镇营立煤矿13729139、.39185921.8874180.75137551.39合 计20.82据调查及矿方提供的资料相邻煤矿采、古空区均有积水且均位于本矿的上山位置，相邻煤矿采古空区积水量见表2-1-18。表2-1-18 相邻煤矿采、古空区积水量估算表 矿名煤层号积水区编号采、古空区积水面积(m2)积水量（万m3）古交市辽源煤矿公司2158360.32山西煤炭运销集团古交福昌煤业有限公司2313501.713144510.794132790.72古交市前进煤矿有限公司5465352.546174870.95791540.50古交市马兰联办煤矿（关闭）8114119714.30山西煤炭运销集团古交福昌煤业有限公司240、88710.90341650.424195581.98合 计25.13据调查，本矿及相邻矿井采古空区积水，对矿井的安全生产有影响。02、03、2、4、9号煤层顶板为泥岩、砂质泥岩，老顶为细砂岩，全部冒落管理顶板时，根据三下采煤规程，冒落带（Hm）、导水裂隙带（Hli）的高度可用下式计算： Hm=A12.2 式中，A1=100M/(4.7M+19)，M为开采煤层厚度。8号煤层老顶为石灰岩，全部冒落管理顶板时，根据三下采煤规程，冒落带（Hm）、导水裂隙带（Hli）的高度可用下式计算： H1=A12.5 式中，A1=100M/(2.1M+16)，M为开采煤层厚度。井田内各可采煤层冒落带高度、导水裂隙41、带最大高度见表2-1-19。经计算，井田内各可采煤层导水裂隙带最大高度均大于各可采煤层之间的层间距。因此在开采下部煤层时，上部煤层采古空区积水如不及时探放，会沿裂隙导入下部煤层，形成水害。在煤层埋藏浅，在井田中部、东部各煤层开采后，产生的裂隙波及到地表，使大气降水、地表水沿裂缝导入井下，造成灾害。表2-1-19 冒落带高度、导水裂隙带最大高度统计表 煤层煤层厚度（m）层间距（m）冒落带高度（m）导水裂隙带最大高度（m）021.363.5140.07030.3930.988.6521.30-2.942.1544.296.5640.8638.9171.5883.9979.0713.6191.62442、1.18另外，周边小煤矿越界开采也会造成突水事故。如2002年的9.20事故，就是越界开采造成的。事件的过程为：1995年，井田东部的岔口乡办煤矿越界与本矿的2号煤层204工作面打通，后退回矿界开采，并在越界巷道进行了密闭，由于此处地势较低，在采空多年后，形成大量积水，由于密闭墙质量不高，2002年9月20日，密闭墙被压垮，大量采空积水通过204工作面采空区沿204工作面顺槽巷涌运输大巷，将本矿南部大部巷道和工作面淹没，造成13人死亡。经测算共计涌水约6万m3。4.矿井水文地质类型依据井田构造、井田内各可采煤层充水含水层富水性弱，补给条件、采古空区积水情况等。本矿水文地质条件为中等类型。（四）43、矿井涌水量预算矿井水文地质条件中等，而且有多年的开采历史，矿井涌水量与产量有一定的相关性，因此，可用类比法预计矿井涌水量。矿井涌水量预计公式：Kp=Qo/Po Q=KpPKp-含水系数（m3/t）Qo矿井涌水量 （m3/d）Po产量（万t/a）Q-矿井预算涌水量P-设计生产能力据调查，古交市屯川煤矿开采2号煤层矿井正常涌水量为40m3/h，即960 m3/d，矿井最大涌水量约为45m3/h，即1080m3/d。年产煤量60万t/a，兼并重组后山西煤炭运销集团古交铂龙煤业有限公司开采2号煤层，矿井设计生产能力120万t/a，平均日产量4000t/d。经计算，当矿井生产能力达到120万t/a时，预44、计矿井正常水量为1920 m3/d，矿井最大涌水量为即2160m3/d。考虑到煤层注水，黄泥灌浆等因素，（黄泥灌浆析水量约900 m3/d）预计矿井正常水量为120m3/h ，即2880 m3/d，矿井最大涌水量为150m3/h ，即3600m3/d。（五）供水水源本矿现与古交市旺泉供水有限公司签订了供水协议，以保证正常用水。矿井扩大生产规模后，预计井下正常涌水量2880m3/d，经净化处理后，可作为生产用水和消防用水。（六）水文地质类型依据井田构造、井田内各可采煤层充水含水层富水性弱，补给条见、采古空区积水情况等。本矿水文地质条件为中等类型。七、其它开采技术条件（一）煤层顶底板岩石工程地质特45、征1.工程地质岩组及其特征井田内奥陶系以上的主要工程地质岩组为新生界第四系、松散岩组、二叠系上、下统碎屑岩组、石炭系碎屑岩夹碳酸盐岩岩组。区内第四系主要由亚砂土、粘性土组成；二叠系上、下石盒子组主要由泥岩、粉砂质泥岩与砂岩组成；山西组为一套泥岩、粉砂质泥岩夹砂岩及煤层的陆相煤系地层；石炭系太原组为一套由泥岩类岩石、砂岩、灰岩夹煤层构成的海陆交互相煤系地层组合，本溪组主要由铁铝岩（局部偶夹灰岩类薄层）组成。地表松散层孔隙发育，岩体较完整，具有较好的工程地质性能。泥岩类岩石及煤层为较弱岩石，易碎、强度低。2.煤层顶底板岩性及其工程地质性能本区勘探时曾在M46号钻孔采样进行煤层顶底板岩石力学性质试验46、，根据勘探资料：02号煤层顶板为砂质泥岩或粉砂岩，厚1.002.10m，底板为砂质泥岩。顶板粉砂岩抗压强度为10.411.2MPa，抗拉强度为0.3MPa，内摩擦角2946，凝聚力系数2.6；属软弱岩石，稳固性差。底板砂质泥岩抗压强度为9.680.7MPa，抗拉强度为0.31.62MPa，内摩擦角3032，凝聚力系数2.1。02下号煤层顶板为砂质泥岩，厚0.72.50m，底板为砂质泥岩或粉砂岩。顶板砂质泥岩抗压强度为9.610.0MPa，抗拉强度为0.30.4MPa，内摩擦角3032，凝聚力系数2.1；属软弱岩石，稳固性差。2号煤层顶板为砂质泥岩或细砂岩，厚2.50m左右，底板为砂质泥岩。顶板47、砂质泥岩抗压强度为29.6107.1MPa，抗拉强度为0.532.63MPa，抗剪强度2.563.79MPa，属软弱坚硬岩石，稳固性差好。顶板细砂岩抗压强度为8.8010.00MPa，抗拉强度为0.200.30MPa，抗剪强度：内摩擦角3007，凝聚力系数2.2；属软弱岩石，稳固性差。底板砂质泥岩抗压强度为18.432.0MPa，抗拉强度为0.410.98MPa，抗剪强度：内摩擦角3208，凝聚力系数3.2，或抗剪强度为2.535.13MPa。4号煤层顶板为砂质泥岩或细砂岩，厚1.0m左右，质地较坚硬，较易管理。底板为粉砂岩、砂质泥岩。8号煤层顶板为石灰岩或泥灰岩，厚1.2m左右，底板为砂质泥48、岩。顶板泥灰岩抗压强度为19.4140.3MPa，抗拉强度为0.230.95MPa；属软弱坚硬岩石，稳固性差好。底板砂质泥岩及粉砂岩互层，抗拉强度为0.130.17MPa。9号煤层顶板为砂质泥岩或粉砂岩，厚1.8m左右。底板为砂质泥岩或粉砂岩。顶板粉砂岩，抗拉强度为0.101.00MPa，稳固性差。底板粉砂岩抗压强度为38.173.2MPa。表2-1-20 煤层顶底板岩石物理力学性质试验成果表 取样地点岩层岩性抗压强度(MPa)单向抗拉强度(MPa)抗剪强度(MPa)膨胀率(%)平均变异范围平均变异范围内摩擦角凝聚力系数M46#钻孔02#煤底及02下#煤顶细砂岩76.71.332#煤顶砂质泥岩49、65.21.270.273#煤顶粉砂岩36.80.058#煤顶泥灰岩64.80.470.23-0.958#煤底砂质泥岩及粉砂岩互层0.149#煤顶粉砂岩0.559#煤底粉砂岩55.70.3510#煤底砂质泥岩33.10.26屯川煤矿02#煤顶粉砂岩10.70.30.329462.602#煤底砂质泥岩9.70.330322.12#煤顶细砂岩9.50.330072.22#煤底砂质泥岩20.50.932083.2铂龙煤业2#煤顶砂质泥岩36.82.233.212#煤底砂质泥岩26.10.783.85各可采煤层顶底板岩石物理力学性质试验结果见表2-1-20，灰岩强度最大，其次为中、细砂岩、砂质泥岩，泥50、岩、炭质泥岩强度最小。根据本矿及相邻煤矿开采情况，02、2、4、8号煤层顶板一般较平整，裂隙不发育，一般较易管理。（二）瓦斯据山西省太原西山煤田古交矿区马兰勘探区精查地质报告，本区瓦斯含量不大，垂直方向上从上到下瓦斯含量增大，水平方向上煤层埋藏越深瓦斯含量越大；瓦斯成分以N2和CH4为主，属于N2-CH4带，局部有CH4带（见表2-1-21）。表2-1-21 煤层瓦斯含量与成分汇总表 煤层瓦斯含量（ml/g可燃物）自然瓦斯成分（%）CH4CO2N2023.5543.190.79056.0123.5450.722.3846.9041.7252.714.8538.9383.375.41-98.1051、75.500.6823.8293.8373.270.3524.8802号煤层属于氮气-甲烷带；2号煤层属于氮气-甲烷带和甲烷带；4号煤层属于氮气-甲烷带；8号煤层属于氮气-甲烷带和甲烷带；9号煤层属于氮气-甲烷带和甲烷带。根据太原市煤炭工业局文件并煤安发2008322号关于2008年度30万吨/年以下矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复，古交市屯川煤矿及古交市马兰镇营立煤矿，2008年度瓦斯等级鉴定结果见表2-1-22，2007年度瓦斯等级鉴定结果见表2-1-23。表2-1-22 2008年瓦斯等级和二氧化碳涌出量汇总表 煤层煤矿名称瓦 斯二氧化碳绝 对涌出量m3/mim相 对涌出量m352、/t鉴定等级批复等级绝 对涌出量m3/mim相 对涌出量m3/t2古交市屯川煤矿1.033.09低低1.444.328古交市马兰镇营立煤矿0.45低低0.83表2-1-23 2007年瓦斯等级和二氧化碳涌出量汇总表 煤层煤矿名称瓦 斯二氧化碳绝 对涌出量m3/mim相 对涌出量m3/t鉴定等级批复等级绝 对涌出量m3/mim相 对涌出量m3/t2古交市屯川煤矿0.742.27低低1.484.548古交市马兰镇营立煤矿0.210.36本井田历史上未发生过瓦斯突出和瓦斯爆炸，鉴定等级为低瓦斯矿井。虽然为低瓦斯矿井，但如果通风管理不善，也会在局部出现瓦斯积聚，形成危险源，因此，在今后的生产过程中，应53、加强瓦斯的监测预报和通风管理工作，严格遵守煤矿安全生产规程，以确保安全生产。（三）煤尘2008年8月，国家煤及煤化工产品质量监督检验中心在古交屯川煤矿02号煤层取样进行测试，结果：火焰长度为200mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉用量为70%，煤尘有爆炸性。2008年5月，国家煤及煤化工产品质量监督检验中心在古交屯川煤矿2号煤层取样进行测试，结果：火焰长度为150mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉用量为70%，煤尘有爆炸性。2006年8月，国家煤及煤化工产品质量监督检验中心在古交市马兰镇营立煤矿8号煤层取样进行测试，结果：火焰长度为40mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉用量为60%，煤尘有爆炸性。2006年8月，国家54、煤及煤化工产品质量监督检验中心在古交市马兰镇营立煤矿9号煤层取样进行测试，结果：火焰长度为35mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉用量为60%，煤尘有爆炸性。2010年4月山西煤炭运销集团古交铂龙煤业有限公司井下取2号煤层样送山西省煤炭工业局综合测试中心进行测试，结果：火焰长度400mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉用量为85%，煤尘有爆炸性。综上所述井田内02、2、8、9号煤层均具有爆炸性。因此，在生产过程中要加强洒水除尘和通风管理工作，以防止煤尘爆炸事故的发生。（四）煤的自燃2008年8月，国家煤及煤化工产品质量监督检验中心在古交屯川煤矿02号煤层取样进行测试，结果：煤的吸氧量为0.61cm3/g，自燃等级55、为类，为自燃煤层。2008年5月，国家煤及煤化工产品质量监督检验中心在古交屯川煤矿2号煤层取样进行测试，结果：煤的吸氧量为0.63cm3/g，自燃等级类，为自燃煤层。2010年4月，山西煤炭运销集团古交铂龙煤业有限公司井下取2号煤层样送山西省煤炭工业局综合测试中心进行测试，结果：煤的吸氧量为0.68cm3/g，自燃等级为类，为自燃煤层。2006年8月，国家煤及煤化工产品质量监督检验中心在古交市马兰镇营立煤矿8号煤层取样进行测试，结果：煤的吸氧量为0.7462cm3/g，自燃等级为类，为不易自燃煤层。2006年8月，国家煤及煤化工产品质量监督检验中心在古交市马兰镇营立煤矿9号煤层取样进行测试，结56、果：煤的吸氧量为0.6231cm3/g，自燃等级为类，为不易自燃煤层。综上所述井田内02、2煤层自燃倾向性为自燃,8号煤层自燃倾向性为自燃和不易自燃，9号煤层自燃倾向性为不易自燃。因此在今后生产中一定要做好防火及煤层自燃防治工作。应对巷道及采空区加强管理并采取如下防措施： 1.严格按造煤矿安全规程和作业规程要求，在发火期内采完，及时永久密闭采空区。2.加强采空区管理，要经常检查，一经发现高温火点应及时采取有效措施，防患于未然。3.加强通风管理，减少漏风，提高永久密闭质量。（五）地温、地压本井田未做过地温和地压这方面的测试工作，煤层开采至今未发现有地温异常和地压异常现象。据邻区资料，地温无异常现57、象，地温梯度也偏小,一般为1-3/100m。第四节 建设前期准备一、水源1.地面生产和生活供水水源 本矿井可用市水利局屯兰供水水源和新打深水井供水。2.井下供水水源 可利用本矿排出地面的矿井水作为井下供水水源，二、供电双回路电源分别来至常安和西沟变电站。三、交通运输本矿井距古岔线300米，距马兰矿铁路线2.3公里。距市区17公里，交通运输较为便利。四、购地用地情况本次设计主斜井、副斜井、回风立井工业广场用地均已经征用。要在施工前期对工业广场进行平整，保证矿井建设期间正运行。特别是副斜井的明槽开挖，在进入建设矿井工期前开挖到位。另外，矿井建设不需迁村。第二章 利用现有生产系统进行建井施工的情况说58、明为加快资源整合进度，缩短工期，保证矿井施工安全，拟在原主斜井以西35m处工业场地内新掘副斜井作为整合后的副斜井，装备单钩串车和猴车供提升物料和人员出入井；原屯川煤矿回风立井作为整合后的回风井。原屯川副井设计关闭。原主斜井作为主提升井。采用该方案施工，有利于矿井建设的安全。原屯川煤矿现有系统只进行设计中布置巷道的施工，不用于生产。一、主要用途：我公司主要利用原有主斜井、副斜井、回风立井作为整合矿井建井期间的通风、排水、排矸、下料、行人系统进行使用，且屯川煤矿现有副斜井需保留期限至整合矿井新的通风系统、排水系统、供电运输、提升系统形成后，立即对屯川煤矿原副斜井进行永久性关闭，屯川煤矿现回风斜井需59、保留期限为12个月。二、管理措施：建井期间，在利用原屯川煤矿附属井现有系统即主斜井（设计为主提升斜井）、立井（设计为回风井）进行的设计开拓巷道布置的施工过程中。为保证矿井的安全施工，提高矿井的安全系数，有效消除重大隐患，针对屯川煤矿原系统管理和使用，特制定以下管理措施。（一）、施工前，要全面停止屯川煤矿的生产，要对矿井主斜井、副斜井地面的提升设备、通风设备及其供电系统进行全面的检查，对查出的隐患，进行及时处理后，方准送电运行，恢复通风、提升系统的运行。（二）、其次，要有通风专业人员从井下巷道由外向里逐段检查和排放巷道积聚的瓦斯，排放瓦斯严禁一风吹或高浓度瓦斯排放。（三）、待瓦斯排放完毕后，要从60、井口由外向里逐段巷道顶板情况，及时修理塌落巷道，处理巷道冒顶时，要由外向里逐段进行整巷维护。（四）、逐段检查井下供电系统、运输系统、排水系统，对查出的隐患要及时处理，对供电、运输、排水系统也要由外向里逐段进行恢复。（五）、要对井下所有采空区、盲巷进行密闭检查或重新进行隔离密闭，仅保留开拓巷道的系统。（六）、待系统全部检查、处理完毕后，矿井供电、运输、排水、通风系统全部正常运转后，方准利用原屯川煤矿现有系统即主斜井、副斜井、回风立井进行建井期间的设计开拓巷道布置的施工。（七）、在建井施工期间，矿井的管理工作需严格按生产矿井的标准进行全方面管理。（八）、建井期间，要加大对采空区、盲巷的瓦斯情况的检61、查力度，并要制定专门巡查分析制度。（九）、建井期间，要对矿井原有的旧开拓巷道进行巡回检查，对存在隐患要及时进行处理。（十）、建井期间，要加大对矿井机电、运输设备的检查、检修力度，以确保机电设备的正常运转，确保矿井系统处于良好工作状态。三、关闭方法：待整合矿井新的通风系统、排水系统、运输系统形成后，我公司对废弃的井筒实行永久炸毁关闭处理。第三章 矿建工程施工方案及安排第一节 井巷工程安排分析一、井巷工程概况：井巷工程量设计总量：掘进总体积130186.95m3二、井巷工程施工进度指标总进尺（m）岩石巷道进尺（m）煤巷尺（m）掘进总体积)巷道掘进体积(m3)硐室掘进体积(m3)10836.115062、3.19333130186.95125778.95554408工程名称煤岩类别坡度月进度指标（m或m3）施工方式主斜井岩18度下坡150钻爆法运输大巷半煤岩随煤层400钻爆法回风大巷半煤岩随煤层400钻爆法工作面顺槽煤随煤层400钻爆法工作面切巷煤随煤层300钻爆法副斜井岩11下坡150钻爆法回风井岩9080钻爆法暗斜井岩20150钻爆法三、井巷特征及工程掘进进尺安排井筒特征表井筒名称主斜井副斜井回风立井坐标（m）纬距X4190611.1924190615.4814188920.110经距Y19587822.83619587790.58019587628.030标高（m）井口+1162.27063、+1162.270+1225.9井底井筒倾角181190井筒长度（m）5251008345井筒断面形状半圆拱半圆拱圆井筒净断面（m2）9.317.315.9井筒净宽（m）3.45.04.5井筒装备胶带输送机单钩串车、架空乘人装置全封闭梯子间井筒用途煤炭运输，进风和安全出口材料、矸石提升，进风和安全出口回风井、兼作安全出口备注已有井筒新掘已有井筒巷道断面特征表序号巷道名称净宽（m）净高（m）断面形状净断面积（m2）巷道支护1主斜井3.43.1半圆拱形9.3料石砌碹2副斜井54半圆拱形17.3锚喷3暗斜井53.3半圆拱形13.8锚网喷42#运输大巷3.62.2矩形7.9锚喷52#回风大巷42.2矩64、形8.8锚喷68#运输大巷43.23矩形12.9金属钢架78#回风大巷43.2矩形12.8金属钢架8回风立井4.5圆15.9混凝土（二）、工程掘进进尺安排为加快资源整合进度，缩短工期，拟进行井上、井下同时施工，井上进行一个副斜井的掘进和地面建设，井下利用延伸原主斜井和回风立井同时在回风立井进行设计开拓巷道布置和施工。有利矿井建设的安全，同时建设工期可缩短，工期为21.3个月，待新配斜井与井下开拓巷道贯通后，原屯川煤矿副斜井关闭。主斜井：需延伸斜长183m倾角180，月进度150m，工期1.22月。副斜井：需掘进1008m，月进度140m，工期7.2月。回风立井：需延伸75m，月进度80m，工期65、1月。硐室工程量1898m3，月进度500 m3，工期3.8月。其他巷道工程长10243m，巷道月进度400m, 车场巷月进度150m，大巷与车场巷之间可平行施工。全部井巷工程施工期15.3月。四、井巷工程施工的主要线路为加快矿井施工速度，矿井施工采用井上、井下同时施工，井上进行副斜井的掘进和地面建设，井下延伸主斜井和回风立井的同时,原回风立井进行设计开拓巷道布置和施工。副井施工路线：1副斜井2#井底车场暗斜井2#采区轨道巷8#运输顺槽2、副斜井甩车场8#井底车场8#采区轨道巷主井施工路线：1主斜井主运输巷8#煤仓8#采区胶带巷8#运输顺槽2主斜井主运输巷-2#煤仓2#采区胶带巷02#运输顺槽66、回风立井施工路线：回风立井2#采区回风巷02#回风顺槽回风立井8#采区回风巷8#回风顺槽地面建设和新斜井同时施工，严格按设计要求、工程进度和施工路线进行施工。五、土建和安装工程封建工程和矿井工程同时开工，机电安装工程根据建设周期和资金到位情况统筹考虑，在矿井工程的副斜井、主斜井、回风立井分别与井底车场、硐室、运输大巷贯通后，随施工进度工期情况及时安装主斜井、副斜井提升设备、回风主井通风机设备和中央变电所设备，永久生产系统逐步到位。矿建、土建、安装三类工程应平行作业，同期移交。详见：井巷、土建工程综合进度表加快建井速度的措施和建议1、做好矿井施工前的准备工作，确保矿井开工后能连续施工。2、副斜井67、进入基岩段巷道支护形式，改为锚喷支护以加快巷道施工速度。第二节 施工准备及施工总平面布置施工准备工作是影响巷道施工速度和工期的主要因素，为保证巷道顺利开工，正常施工，避免和减少停工、窝工现象，加快施工速度，我们将组织精兵强将进点筹备，进行施工设备安装，确保巷道开工一切准备工作。一、施工总平面布置：施工平面布置原则充分利用原来地面设施的原则1、尽量不占用或避免永久设施。2、符合施工工艺、规范规程要求。3、满足建井生产需要，以简单结构、最小面积为原则。4、生产福利设施可利用现有建构物，生产和生活设施分别相对集中布置，避免交叉影响。5、便于施工管理，给施工提供有利条件。6、有利于污水集中处理排放和环68、境保护。二、临时设施：、为满足生产和生活需要，井巷施工前，在利用原有设施的同时需配置120m3压风机房一坐，待基础设施工完毕后，开始施工井巷工程，并同时施工和改建地面工业广场其它配套设施。明细见下表：原有及新配置临时设施及用地明细表工业广场永久设施地面建（构）筑物特征表序 号名 称单 位数 量1变电所m26122配电室m2913静压水池m22354清水池m22355压风机房m21206材料棚m23307爆破材料库m2260序号名称单位数量序号名称单位数量1主井胶带机栈桥m23612气车库m22002主井空气加热室m23213器材库m23303绞车房m227314消防材料库m2404扇风机房m269、12815油脂库m2605扇风机房风道m22216m2326坑木加工房m212019爆破材料库m22607机修车间m230020m2328地磅房m220219锅炉房m215022工业场地行政公共建筑特征表第三节 施工方案一、斜井施工：（一）、井筒作业方式：主、副斜井掘进施工中，每30米施工一个躲避硐，巷道支护采用料石和锚喷支护，掘进施工采用平行作业，采用一掘一锚，两掘一喷，一次成巷的循环作业方式，采用“三八”作业制，两班掘进，一班喷浆，班循环进度1.6m。（二）、掘进机械化设备：局扇、风钻、煤电钻、绞车、矿车、耙岩机等。掘进工作面主要装备表序号名称面积（m2）序号名称面积（m2）1办公楼50070、46职工宿舍30032灯房1717茶炉房483浴室3988卫生间604食堂2109保键急救室905门卫2410序号设备名称规格型号单位数量备 注1风钻7655台8备用2台2耙岩机P-60B、P-30B台33喷浆机PZ-5B台14搅拌机JW-120台15局扇FD-5.6/22台4每个工作面1台，备用1台6探水钻TXU-75台4每个工作面1台，备用1台7绞车JD-40台3每个工作面1台8小水泵KWQB-12-45-4台4每个工作面1台，备用1台9激光定向仪JZB-1台4每个工作面1台，备用1台10通风除尘器JTC台4每个工作面1台，备用1台111吨矿车NG1.1-6A 型1t台6012水泵4D-871、4台9每个工作面2台，备用1台（三）、掘进工艺作业方式：巷道掘进采用上、下部分别打眼爆破的掘进作业方式。1、锚喷工艺流程：（1）、掘进工艺流程（第一班）下部进度：出矸打帮锚杆打下部炮眼装药放炮炮后检查、处理隐患。（第二班）上部进度：蹬架看中腰线画轮廓线打上部炮眼矸堆洒水装药回架放炮安全检查支设临时支护打上部锚杆出矸全茬炮的循环：看中腰线打下部炮眼，打帮锚杆蹬架打上部炮眼装药放炮安全检查以设临时支护打上部锚杆出矸（2）、喷浆工艺流程喷浆准备清理煤头浮矸、检查巷道尺寸补打和紧固锚杆按中腰线挂边线冲洗岩帮喷浆洒水养护附循环作业图表和流程图：喷浆班正规循环作业图表工序名称时间（min）循 环 时 间172、2345678交接班15安全检查15喷浆准备30检查中腰线20挂线60拌料330喷浆、砌水沟330清理收工10喷射砼施工工艺流程框图 2、砌碹工艺流程：放下部炮放上部炮出矸支设临时支护砌碹拆除临时支护回模3、钻眼方法及要求（1）、钻眼机具钻眼采用7655型风钻多台平行湿式打眼。机重24kg，使用气压5kg/cm2，使用水压23 kg/cm2，冲击功6kg.m，钻杆为中空六棱钢，钻头为43或32的柱齿型钻头。（2）、钻眼方法及要求钻眼前必须敲帮问顶，清除顶帮和掌子面危石活矸及活煤，检查临时支护和顶帮锚杆是否有效，严禁空顶作业，当顶板或两帮破碎有裂隙劈口时，有专人监护作业。严格按爆破图表进行钻眼，73、打眼工必须与领钎工协调，必须熟悉巷道规格，炮眼方向、角度、眼深，按循环图表施工。钻眼必须湿式打眼，当打上部眼时，要采用搭架方式，搭架横梁必须采用优质圆木，直径不小于20cm，或采用不小于11#的工字钢，长度4m以上，两帮的托钩不小于15cm，架板厚度不小于6cm ，长4.04.4m，架板两头超出横梁，1020cm，必须保证足够的稳定性，上架作业之前必须由工长亲自检查其稳定性。为确保巷道成型，以及炮震对围岩的破坏，实行“定人、定钻、定眼位”装药分区爆破。各类炮眼位置示意图见附图。4、爆破：（1）、装药要求：装药结构采用正向装药方式。装药前用高压风将眼内岩粉吹尽。装药量按爆破图表规定，装药要在放炮74、员的指导下进行。各炮眼要用炮泥封孔，执行煤矿安全规程中有关规定。（2）、爆破方式及要求：所有巷道均采用毫秒管一次起爆。爆破材料使用煤矿许用的乳化或水胶炸药、毫秒延期电雷管。炮眼布置爆破图表见附图所示，根据f=6的岩石等级而编制的，当掘进工作面处于砂质泥岩、泥岩、煤或f6的岩层时，可以将巷道周边眼炮眼间距适当增加50100mm，当工作面岩层f6时，可以将周边炮眼间距缩小50100mm。雷管的脚线由放炮员或放炮员助手配合联接，工作人员全部撤出后，放炮员亲自联结母线。爆破前，必须将工具和设备、管线（除耙岩机外）撤到40米外的安全地点，可靠维护。放炮撤人，直巷150米，并设隐身物，弯巷100米，拐弯后75、不小于10米。各通口设可靠警戒。放下部炮后，人员严禁进入伞檐之下，如遇瞎炮等特殊情况必须进入时，必须打临时点柱维护。（3）、钻眼爆破参数炮眼深度L根据进度循环组织形式确定为：L=L总/（dd1d2d3）=60/(2720.80.8)=1.74m，取1.8m，式中L：施工单头掘进计划月进度；d：每月掘进天数；d1：每日完成循环数；d2：月正规循环率；d3：炮眼利用率。5、巷道支护：（1）、主井筒采用料石砌碹支护，副井筒采用钢混和锚喷支护，回风立井采用混凝土支护。施工方法：主井、立井为基岩施工，副井为表土施工和基岩施工。表土施工采用明槽暗挖法施工；按井筒规格要求施工，开挖长度为58m，明槽拉成后。76、再由下往上一次砌到井口明槽部分，砌碹的外部应做防水层或三合土，然后及时进行回填土，以防积水危及井筒施工。表土施工的暗挖段：为了防止片帮或冒顶，表土施工以采用短段掘砌为宜，采用全断面一次掘进短段掘砌施工法，段距24m，掘砌交替进行，并用金属拱形支架进行临时支护。主、副井筒基岩施工采用圆弧拱全断面掘进，掘进宽度按初设掘进，并架设临时木棚进行支护，木棚每1.5m架设一架，且用直径为1820cm圆木接顶，用木板背帮严密，待掘进巷达到25m后，从距工作面25m处由上向下逐次拆除临时支护进行砌碹，以后每25m将作为一个永久支护段落至井底。临时支护：根据选定的掘进方式和围岩情况，临时支护采用打顶柱戴帽柱支护77、；遇围岩松软情况，必须采用木棚支护，木棚选用1820cm圆木，棚间距可视岩石破碎情况而定，棚与棚之间用圆木撑紧，棚与巷道帮之间用木板或圆木背紧。永久支护：A、掘砌基础：基础挖出后，将沟内积水浮矸清理干净，挂好中腰线。B、砌筑侧墙：砌筑料石墙时，不能有齐缝、干缝，灰缝要平直、均匀、砂浆要饱满。C、拆除临时支架、搭工作台、立碹胎、碹胎立好后，测量校正其位置并稳固后，便可开始砌拱，砌拱必须从两侧拱基向拱顶对称进行作业，使两侧受力均匀，以防止碹胎向一侧倾斜，料石拱的砌块应生趣与拱的辐射线，契型砌块的大头必须向上，各行砌块必须错缝，砌拱同时，应做好拱后的充填。充填要用片石并灌浆，封顶时，拱心石必须位于中78、心。拱、墙砌筑每完成一段，都应分别留出进岔、台阶式咬合岔。D、拆模清理：砌筑完毕，要待拱、墙达到一定强度后，才能够拆除碹胎和模板，拆下的碹胎和模板应洗刷、整理，损坏变形的要及时修理，以便复用。砌碹材料规格：永久支护要采用粗料石砌碹，支护厚度为400mm料石标号必须大于400#，水泥为425#硅酸盐水泥，砂采用当地河砂，因砂中含泥含量超限，应提高水泥含量以作为补救粗料石规格为400250200mm，正负偏差不超过20mm碹板规格为长2m，宽15cm，厚度为6cm（2）、副井筒采用锚喷支护：临时支护：临时配备6根，支护采用不少于3根单体液压支柱，配合规定的标准鞋帽，鞋：220mm圆木两面取平，厚179、50mm以上，长为400mm，帽采用2201000mm优质半圆木或常规优质道木，用液压升柱枪升紧背牢，根据顶板劈口围岩情况，可高速临时柱的间距或增加柱的数量，但必须采取先支后回的原则，打注锚杆必须在临时支护下作业。永久支护：永久支护采用锚喷支护，锚杆间排距600mm，锚杆采用181800mm，树脂药卷（CK28350）端点锚固，锚杆布置为三花布置，铁托板1201208mm。锚杆锚固力不小于7吨，扭矩不小于10kg.m，锚杆与岩层或劈口夹角大于75度，锚杆要紧跟煤头。巷道遇软岩顶板、构造，全断面挂网，锚索在二牛背距正顶1m补强，间排距2000mm，锚索槽钢顺巷布置，钢绞线长度5.3m，槽钢1m，80、CK231200树脂药卷一块，配套使用垫片锚具，网片规格：40001000mm，搭接10cm，每隔20公分绑扎4圈，要求网片紧贴岩面。喷浆厚度120mm，选用425#以上的水泥，配合比为水泥：黄沙：石屑=1：2：2（墙）；1：2：1.5（拱），另加水泥重量35%的速凝剂，初喷厚度达57cm，间隔20min后复喷达实际标准。巷道有淋头水段应配加堵水剂，堵水剂每次喷浆前均匀搅拌到水泥中，防水剂按水泥重量的1214%配加，专用粉按水泥重量的35%配加。抗压强度不小于C15。行人台阶、灯钩、电缆钩和其它预埋件待巷道施工完毕后，进行一次性施工和安装。附材料消耗表：材 料 消 耗 表主斜井副斜井回风斜井砌81、碹支护钢混支护锚喷支护混凝土支护料石（块/米）256锚杆（根/米）17锚杆托板（块/米）17树脂药卷（卷/米）17水泥（吨/米）150.2062速凝剂（吨/米）0.006中砂（米3/米）33.50.3435石硝（米3/米）0821.115水胶炸药（公斤/米）29.7363621.1电雷管（个/米）111145136钢筋（T/M）1.305(四)、特殊情况下安全技术措施：1、井筒过煤层施工安全措施（1）、当井筒施工至距煤层顶板10m时，向下掘进严格执行“探三进一”制度。（2）、过煤层期间，瓦检员必须跟班作业，随时检查探眼和工作面的瓦斯情况，发现异常，立即停止掘进，瓦检员和班长负责撤出井下人员，逐82、级上报，等候处理。（3）、从距煤层顶板10m起，向下掘进，放炮一律换用煤矿安全水胶炸药。（4）、通过煤层期间，若瓦斯浓度超限时，启动备用局扇与原局扇并联对井下供风。（5）、过煤层时，井筒临时支护采用挂网锚喷，锚杆采用451600mm树脂锚杆，锚杆间排距600600mm，三花布置，金属网为46mm钢筋网，网格5050mm，搭接长度200mm，喷射砼厚度不少于200mm。（6）、井口20m范围内严禁烟火。2、井筒过流沙层施工措施：在掘进过程中可能会遇到流沙层，为防止顶板沙层冒落及迎头沙层片帮，经多方案比较，决定采用工作面台阶式挖掘，扇型木棚维护帮顶及迎头，掘够一架架设一架棚，短掘短支施工作业方式。83、当掘进架棚够1.5m时及时进行砼二次支护。（1）、掘进掘进采用风镐、手镐人工挖掘。挖掘方式为正台阶式，视沙土层情况，上部台阶起前下部600800mm，上部台阶挖掘时自中部向两侧进行，随挖随架单腿木棚支护并将顶板及迎头维护，至帮部时沿两侧挖掘预留中部沙土层，架设U型棚后向前掘进时，再将巷道中部沙土挖掉。掘进前首先挂中腰线标定出挖掘轮廓线，掘进断面要预留出架设扇型棚位置，掘进期间每班要有专人看护顶帮及迎头临时支护情况，并配备沙袋封闭局部涌水涌沙部位。（2）、井筒临时支护向前施工中采用正台阶式挖掘，扇型木棚临时支护。扇型木棚每300mm架设一架，棚梁采用宽300mm，厚60mm木板，棚腿采用直径1284、0mm圆木。挖掘时首先在拱基线以上井筒中部向前挖槽，槽宽500mm，深600800mm，高1.5m。然后在槽内架设第一架单腿木棚，棚梁一端支撑在U型棚上，另一端支撑在立柱（棚腿）是。并联接牢固。立柱生趣于台阶上面且略带迎山，下部穿木鞋。立柱后侧用木背板将迎头背牢、背严。第一架单腿棚架好后，开始由中部向两侧挖掘，每挖够300mm架设一架单腿棚，并将迎头及顶部封闭。立柱与立柱之间用木板联接成整体。至二牛背时两侧向下挖掘，槽宽8001000mm，预留中部土层。槽内迎头随向与挖掘，每300mm设一根横梁，横梁采用120mm圆木。横梁一端顶在U型棚后侧护帮的木板上，木板宽300m，厚30mm，并联接牢固85、，另一端顶在中部预留台阶侧墙护板上，护板宽300mm，厚30mm。并用大木楔背紧刹牢。采用锚杆配合木板预留台阶下部迎头全封闭。锚杆采用管缝式L=1600mm，间排距10001000mm，木板厚度为30mm。（3）、架棚支护：当一个掘支段长掘挖出并将柱窝挖至设计深度后，及时架设U型棚。具体形式同上。（五）、支护质量保证措施：1、锚杆支护质量要求：1）、钻锚杆眼时，应掌握好深度和角度，为保证眼深要在钻杆尾部设置醒目标记。2）、安装锚杆前，要认真检查药卷质量，发现过期发硬的药卷严禁使用。3）、注锚杆前，首先用高压风将肯内岩粉吹净药卷装入眼内，用锚杆把药卷轻轻送入眼底，用锚杆机搅拌3040秒，取下锚杆86、机用木楔背在锚杆眼口，挤住杆体，防止其固自重下滑，5分钟后取下锚杆机连接套管上好托牌15分钟后拧紧螺帽。4）、30米做一次锚杆抗力实验，每次检测不少于3根，检测数据报监理公司。5）、队组必须配备检测工具随时检查锚固力及扭力距，锚固力达不到要求的必须查清原因，并在其旁边（200mm）补打锚杆。6）、安装锚杆要一锚到底，禁止二次搅拌。2、喷砼质量要求：喷射砼要用高压水冲洗岩帮，喷射砼时掌握好几压水压，严格控制水灰比，喷射时，由下至上，分极作业，先喷凹处，后喷凸处，喷嘴垂直岩面，间距0.81.2m。喷后2小时及时洒水养护至少7天。砼搅拌料必须按设计配合比搅拌，默许时间不超过2小时，C20砼配合比（重87、量比）32.5#水泥：中砂：石屑：水=1：1.5：2=0.58。喷浆时，要吊挂垂线，保证喷出井壁垂直圆滑，必须喷够设计厚度，误差不超过0.1m。二、煤仓施工：煤仓施工共分八部分:下部硐室、观察眼、煤仓反井、圈梁浇灌、煤仓刷大、下部平台浇灌、砌坡墙及喷铁钢砂。施工按以上顺序依次进行。队组长施工执行以下措施。1、硐室支护：采用二次支护的方式：施工时先将宽度开够尺寸后逐步压顶逐步打帮锚杆，锚杆采用181800mm的圆钢锚杆，树脂药卷（K28-350）端点锚固，锚杆布置为三花布置，托板为1201208mm的铁托板。锚杆间距700mm；二次支护为砌墙，采用双料石墙，墙后灌浆，灌浆配比：水泥：砂：石子=188、：2：4。2、观察眼断面规格和支护：（1）、煤仓观察眼：采用半圆拱断面锚喷支护（2）、永久支护：锚杆间排距700mm,三花布置，喷层厚度10cm，锚杆采用直径161600mm钢筋锚杆，托板1201208mm的铁托板。喷浆配比：水泥：砂：石硝=1：2：2，另加3-5%的速凝剂。3、反井尺寸及断面规格：煤仓反井25m。在硐室中部施工。1）、反井规格及施工尺寸：采用矩形断面，净：长宽=2.02.0m，荒：长宽=2.22.2m，2）、反井支护及支护材料的规格要求：煤仓支护采用木盘；支护材料采用圆木，圆木规格为0.22.0m，盘与盘每头用巴锯固定两道，矸仓不小于2.01.2m，盘的矸仓与行人间用圆木密排89、隔开，行人间不小于2.00.6m，在行人间内每根密排圆木要上撑木，两头及巴锯固定一道。4、圈梁部分：1）、将煤仓按圈梁设计要求向下刷大。煤仓周边用181800mm锚杆按锚杆间排距0.7m布置，三花布置。配套使用120mm120mm8mm铁垫片。锚杆外暴露不小于300mm。2）、圈梁设计要求进行浇灌。3）、混凝土配比按1：2：4=水泥：砂：石子。5、煤仓刷大部分：第一部分：喇叭口过渡段。第二部分：煤仓主体部分，垂高15m，净落直径5.0m，刷大直径为5.2m。第三部分：煤仓下口部分。永久支护：采用锚杆、网、喷浆联合支护，过软岩段挂双网。锚杆采用直径181800mm圆钢锚杆，锚杆间排距0.6m，三90、花布置，网用40001000mm的经纬网；刷大第一部分（喇叭口部分）挂双网喷浆厚度300mm，第二部分（煤仓主体部分）挂单网喷浆厚度100mm，第三部分（煤仓下口部分）不挂网喷浆厚度100mm。喷浆配比：水泥：砂：石硝=1：2：2（拱）=1：2：2（墙）。6、浇灌平台：1）、平台浇灌厚度不低于设计要求，预埋工字钢下部浇灌不少于0.05m。2）、平台模板：顺水、模板固定：顺水用8#铅丝于平台预埋工字钢捆绑不少于4圈，捆绑间距不大于0.6m，顺水与工字之间加衬0.05m的木垫。或用蹬架的方式支模。架用反井木盘做脚手架。固定用巴锯每头不少于2道。3）、浇灌：采用1：2：4=水泥：砂：石子混凝土C1591、0#连续浇灌，并用振动棒进行捣实。7、砌煤仓坡墙喷铁钢砂：砌墙从煤仓发兰口逐渐向仓壁以设计坡度过渡，墙手用混凝土捣实，墙面用铁钢砂混凝土喷厚不小于设计要求。8、施工工艺：1）、采用7655型风钻湿式凿岩，下部硐室内施工第一次支护采用一掘一锚的作业方式；待硐室够尺寸后再进行第二次支护。2）、硐室施工采用自然通风、观察眼、煤仓反井、煤仓刷大施工采用11KW风机通风，风机按在进风巷入风15米以外。3）、下部硐室采用多打眼少装药逐步开帮逐步压顶瞬发管配合乳化炸药起爆。观察眼、煤仓反井、煤仓刷大采用毫秒电雷管配合乳化炸药全断面一次起爆。4）、施工出矸，均采用人工，人工装车，绞车提升到地面。9、临时支护：92、临时支护配备6根，支护硐室4根，观察眼用2根，配合矿规定的标准鞋帽（直径2201000mm的优质木材或常规优质道木，鞋直径220圆木、两面取平、厚度100mm以上、长400mm）。用5吨液压升柱器升紧背牢。临时支护的间距按1.0米布置，但必须坚持先支后回的原则，严禁空顶作业。10、安全技术措施：硐室施工1）、施工硐室及施工观察眼必须按地质部门给定的中腰线施工。地质部门必须给定煤仓中及基础水平线。2）、硐室二次支护严禁平行支护；以确保砌墙施工质量。3）、硐室挖基础深度不小于0.4m，基础宽度应大于墙宽0.2m，砌墙的料石必须符合设计要求，严禁打尾巴，不合格的料石不得使用。硐室砌墙要拉平线，保证钢93、墙平直砂浆饱满，杜绝干缝、瞎缝；砌直墙砌一行，充填一行，执行三支一检查（口一支、尾两支、检查料石平稳）的操作方法，泥缝一般为1020mm，压茬不小于料石宽度的四分之一，不得出现齐缝。4）、要砌一行灌浆一行，砌墙与灌浆必须平行作业；墙后严禁用矸石充填。5）、砌墙高度大于1.5m时必须搭架，架要稳牢。6）、砌墙高度保证设计要求，完工后，墙体要勾缝，缝宽不小于3cm。观察眼施工：1）、严格按地质科给定的中腰线施工；开口10m范围内的电缆必须用圆木板墙维护。电缆必须下放底板用板木掩盖，确认无误，方可打眼。2）、开口加打锚索，要按设计要求按断面要求开口。开口小炮作业，要多打眼少装药，确保对设备无破坏，放94、炮撤人要在斜井距放炮点两头150m以外，并设好可靠警戒。3）、观察眼施工至上部待反井施工到位置及时与观察孔贯通，未贯通时不得停风机。4）、观察孔距底板高度500mm，用单料石墙砌做；两面喷浆封闭10cm。5）、煤仓施工完工后，必须在观察孔斜坡安装钢丝绳扶手；钢丝绳扶手要用锚杆固定。反井施工：1）、反井采用11KW风机通风，风筒用带伞帽铁风筒，风机安在进风侧绕道15m以外。2）、开口反井采用多打眼少装药逐步压顶、瞬发管配合乳化炸药起爆。反井够5m后，采用毫秒电雷管配合乳化炸药全断面一次起爆。3）、施工反井时要搭设反井施工平台，反井矸石自溜到矿车内，由小绞车配合人工将矸石提到车场。4）、队组要根据95、地质部门给定的煤仓中线准确确定煤仓反井溜矸平台的位置和高度，高度不低于2.0m；平台立木直径不小于260mm，横梁直径不小于220mm，平台平铺圆木直径不小于200mm；立木间排距不大于1.0m，在反井盘口下密支，平台平铺圆木在反井盘口下双铺。梁与梁之间、梁与立木之间、平台平铺圆木与圆木之间要用巴锯固定，不少于两道。5）、施工反井时，风筒采用铁风筒带伞帽送至反井内距煤头不大于5.0m的地方，矸仓内集矸距盘口不大于2.m。6）、反井人员上下必须有明确的信号，具体信号由队组决定。7）、支盘时，行人间四周用板木封闭，确保矸石不能掉入行人间，并且施工人员要带保险绳，并固定牢固。8）、反井施工时，煤仓下96、口要设专人看口，人员严禁上下，确实需要上下时，采用关风、水或敲打风筒的办法来联系后经同意后，清理好行人间口后再上下人员。9）、施工时要时刻注意顶板变化情况，随时进行敲帮问顶制度，处理碎矸，炮后，要有两名有经验的老工人从行人间，由下往上检查木盘情况，及时处理架在木盘上的碎矸。处理行人间蓬口板上的矸时，人员要站在有掩护的下部，一块一块揭，要注意碎矸伤人，打顶部眼时，必须在临时支护下进行。10）、如出现停风时，施工人员要及时撤离反井。11）、反井掘进距贯通10m时，要先探后掘，探三进一，放炮时，必须在煤仓顶部车场100m以外设好可靠的双人警戒，同时用钢管联体固定上部29U棚，以防29U棚滑坡。并将贯97、通位置各种设施进行维护可靠，确认无误后再联系放炮。圈梁浇灌、煤仓刷大、下部平台浇灌、砌坡墙及浇灌1）、严格按地质部门给定的煤仓中线施工。2）、煤仓刷大1.0m小炮作业，分段放炮。严格执行一炮三检、放炮三人联锁制度。放炮撤人至煤仓上口100m以外设好警戒。3）、煤仓刷下先浇灌圈梁。浇灌圈梁必须按施工要求施工。4）、煤仓够5.0m后，圈梁上部用不小于20m的圆木棚口，并用巴锯固定两头，同时废旧皮带满铺仓口；以防碎矸掉入煤仓。仓周围口5m要经常清扫干净，并设专人看口；煤仓刷大10m以内，人员上下可使用软梯，10m以上要用回柱绞车吊桶提升人员及工具。人员乘坐吊桶及上下软梯要佩带安全带；上下物料及人员必98、须有可靠的声光信号，否则严禁提升。5）、采用吊桶起吊物料和上下人员如发现钢丝绳磨损、天轮固定松动时严禁提升；每班开工前，施工负责人要认真详细检查提升钢丝。绳和天轮的固定情况，每桶只限两人，乘坐人员身体的各部分不得超出吊桶以外；严禁人料同罐上下。6）、煤仓刷大时，掘锚距、掘喷距不得大于1.6m。7）、严禁将0.4m以上的大矸攉入反井，反井矸仓矸石高度距刷大面不得大于3m，漏矸时矸仓上部不得有人。8）、要求挂双网煤仓仓壁要打一次锚杆挂一次网喷一次浆，每次喷浆厚度10mm，两次喷浆间隔24小时以上。严禁将网一次挂到仓壁。9）、人员上下与物料严禁同乘；开绞车司机必须有上岗证。绞车必须地锚，四压两戗齐全99、，每次开车必须检查天轮情况是否完好。10）、煤仓收口直径不得小于4m，确保坡墙灌浆厚度，砌墙和上工字钢时必须搭架，架要稳牢，抬工字钢人员不少于6人，要顺肩抬，搭好号；砌墙要砌一行灌一行、捣实一行。11）、大架、工字钢支设时要严格按设计图布置，必须对大架位置进行校对后方可灌浆。12）、灌浆采用不小于直径200mm的铁风筒由煤仓上口向下浇灌，混凝土按设计连续浇灌，并用振动棒进行捣实。13）、其它未提事宜执行煤矿安全规程和工种岗位操作规程的规定。三、大巷施工：大巷施工是指集中运输大巷，清理撒煤巷，2# 8#采区轨道巷，2# 8#采区运输巷2#8#采区回风巷。（一）、作业方式：大巷掘进施工中，巷道采用100、掘进和支护单行作业方式，全断面一次成巷的施工方法；巷道支护采用锚喷支护，掘进施工采用平行作业，采用一掘一锚一喷，一次成巷的循环作业方式，采用“三八”作业制三班掘进，班循环进度3m。（二）、掘进机械化设备：局扇、锚杆、锚索钻机、煤电钻、绞车、矿车、耙岩机等。掘进工作面主要装备表序号设备名称规格型号单位数量备 注1锚杆、锚索钻机MQT-70台82耙岩机P-30B台33喷浆机PZ-5B台34搅拌机JW-120台35局扇FD-6.3/22台4每个工作面1台，备用1台6探水钻TXU-75台4每个工作面1台，备用1台7调度绞车JD-25、JD-11.4台6每个工作面1台8小水泵KWQB-12-45-4台4101、每个工作面1台，备用1台9激光定向仪JZB-1台4每个工作面1台，备用1台10通风除尘器JTC台4每个工作面1台，备用1台111吨矿车NG1.1-6A 型1t台30（三）、掘进工艺：1、作业方式：巷道掘进采用全面一次打眼，一次爆破的作业方式。2、巷道支护工艺：（1）、临时支护临时支护采用单体液压支柱，支设不少于3根，间距1米（特殊情况视顶板劈口适当布置），备用46根，柱帽使用不小于1米长的木板，临时支护要支在实底上或穿鞋，鞋采用长300宽200厚100mm的标准木鞋。要求支设时必须使用液压升柱器升紧背牢。临时支护距永久支护不超过0.6米，临时支护距煤头不大于0.4米。（2）、永久支护支护方法及102、要求：打注锚杆必须在临时支护下进行，首先清除活矸危石，根据巷道中腰线严格检查巷道断面是否符合规定要求，对不符合规定要求的地方及修正。顶锚杆、锚索间排距严格按设计要求执行，矩形布置。进行钻眼时打一个眼，注一个眼，带一个托板的方法进行支护。由外向里逐排打注锚杆，锚杆眼的方向、角度应与较大裂隙层理面垂直，当层理面不明显时，锚杆眼方向应跟巷道垂直，最小不超过75度，使用锚杆、锚索钻机电钻进行搅拌。锚杆托板要紧贴岩面，锚杆外露要求托板外长度不大于30mm。当顶板破碎时要紧跟煤头，打注锚杆、锚索要严格执行一掘一锚的规定。打注锚杆、锚索后，锚杆、锚索距煤头不超过40公分，最大掘锚距不超过2.1米。当顶板破碎103、时，顶锚索和帮锚杆要紧跟煤头。施工工艺：安全检查打眼准备、标定中腰线打进度眼装药放炮出煤矸安全检查临时支护永久支护喷浆滞后掘进头100米。附材料消耗表和循环作业图表：材 料 消 耗 表班正规循环作业图表运输大巷回风大巷锚杆、锚索网、锚喷支护锚杆、锚索网、锚喷支护锚杆（根/米）12.512.5锚索（米/米）16.916.9锚杆、锚索托板（块/米）16.2516.25树脂药卷（卷/米）16.2516.25水泥（吨/米）0.2280.228速凝剂（吨/米）0.00680.0068中砂（米3/米）0.380.38石硝（米3/米）0.380.38水胶炸药（公斤/米）2323电雷管（个/米）3838工序名104、称时间（min）循 环 时 间12345678交接班10安全检查10检查中腰线10打进度眼、帮锚杆50装药放炮30炮后检查20出煤35临时支护15打顶锚杆、顶锚索60喷浆准备30拌料210喷浆210清理30支护质量保证措施：1、锚杆反抗质量要求：1）、钻锚杆、锚索眼时，应掌握好深度和角度，为保证眼深要在钻杆尾部设置醒目标记。2）、安装锚杆、锚索眼前，要认真检查药卷质量，发现过期发硬的药卷严禁使用。3）、注锚杆、锚索前，首先用高压风将眼内岩粉吹净药卷装入眼内，用锚杆、锚索把药卷轻轻送入眼底，用锚杆机搅拌3040秒，取下锚杆机用木楔背在锚杆眼口，挤住杆体，防止其因自重下滑，5分钟后取下锚杆机连接套105、管上好托板15分钟后拧紧螺帽。4）、30米做一次锚杆抗力实验，每次检测不少于3根，检测数据报监理公司。5）、队组必须配备检测工具，随时检查锚固力及扭力距，锚因力达不到要求的必须查清原因，并在其旁（200mm）补打锚杆。6）、安装锚杆要一锚到底，禁止二次搅拌。2、喷砼质量要求：喷射砼要用高压水冲洗岩帮，喷射砼时掌握好风压水压，严格控制水灰比，喷射时，由下至上，分极作业，先喷凹处，后喷凸处，喷嘴垂直岩面，间距0.81.2m。喷后2小时及时洒水养护至少7天。砼搅拌料必须按设计配合比搅拌，置放时间不超过2小时，C20砼配合比（重量比）425#水泥：中砂：石屑：水=1：1.5:2：0.58。喷浆时，要吊106、挂垂线，保证喷出井壁垂直圆滑，必须喷够设计厚度，误差不超过0.1m。3、钻眼方法及要求：（1）、钻眼机具：打煤眼采用煤电钻钻眼，打注锚杆、锚索眼时采用MQT-70系列气动锚杆锚索钻机，钻杆为中空六棱钢钻杆，钻头为27柱齿型钻头。（2）、钻眼方法：钻眼工必须严格按照爆破图表和断面设计要求进行钻眼。每次钻眼后，放炮前都要关好风、水门，将风水管及开关维护好，钻具移至距煤头40米外的安全地点，维护可靠。2、爆破：（1）、装药结构：采用正向装药结构。（2）、爆破方法：采用瞬发电雷管分次打眼，分次装药放炮的方式爆破。爆破材料使用乳化炸药和瞬发电雷管。3、各类炮眼位置示意图见附图。四、工作面顺槽施工：（一）107、作业方式：大巷掘进施工中，巷道采用掘进和支护单行作业方式，全断面一次成巷的施工方法；巷道支护采用锚杆支护，一次成巷的循环作业方式，采用“三八”作业制，三班掘进，班循环进度m。（二）、掘进机械化设备：局扇、锚杆、锚索钻机、煤电钻、绞车、刮板输送机、带式输送机、耙岩机等。掘进工作面主要装备表序号设备名称规格型号单位数量备 注1锚杆、锚索钻机MQT-70台82耙岩机P-30B台33喷浆机PZ-5B台34搅拌机JW-120台35局扇FD-6.3/22台4每个工作面1台，备用1台6探水钻TXU-75台4每个工作面1台，备用1台7调度绞车JD-25、JD-11.4台6每个工作面1台8小水泵KWQB-12108、-45-4台4每个工作面1台，备用1台9激光定向仪JZB-1台4每个工作面1台，备用1台10通风除尘器JTC台4每个工作面1台，备用1台111吨矿车NG1.1-6A 型1t台30（三）、掘进工艺：、作业方式：巷道掘进采用全面一次打眼，一次爆破的掘进作业方式。、巷道支护工艺：（）、临时支护临时支护采用单体液压支柱，支设不少于根，间距米（特殊情况视顶板劈口适当布置），备用根，柱帽使用不小于米长的木板，临时支护要支在实底上或穿鞋，鞋采用长300宽200厚100mm的标准木鞋。要求支设时必须使用液压升柱枪升紧背牢。临时支护距永久支护不超过0.6米，临时支护距煤头不大于0.4米。（2）、永久支护支护方法109、及要求：打锚杆必须在临时支护下进行，首先清除活矸危石，然后根据巷道中腰线严格检查巷道断面是否符合规定要求，对不符合规定要求的地方及时处理。锚杆、间排距严格按设计要求执行，矩形布置。进行钻眼时打一个眼，注一个眼，带一个托板的方法进行支护。由外向里逐排打注锚杆，锚杆眼的方向、角度应与较大裂隙层理面垂直，当层理面不明显时，锚杆眼方向应跟巷道周边垂直，最小不超过75度，使用锚杆、钻机和煤电钻进行搅拌锚杆托板要紧贴岩面，锚杆外露要求托板外长度不大于30mm。当顶板破碎时要紧跟煤头，打注锚杆、锚索要严格执行一掘一锚的规定。打注锚杆、锚索后，锚杆、锚索距煤头不超过40公分，最大掘锚距不超过 2.1米。当顶板110、破碎时，顶锚索和帮锚杆要紧跟煤头。施工工艺：安全检查打眼准备、标定中腰线打进度眼装放炮出煤矸安全检查临时支护永久支护附材料消耗表和循环作业图表：材 料 消 耗 表班正规循环作业图表回风顺槽运输顺槽切眼巷锚杆支护锚杆网支护锚杆网支护锚杆（根/米）12.512.512.5锚杆、锚索托板（块/米）16.2516.2516.25树脂药卷（卷/米）16.2516.2516.25水胶炸药（公斤/米）263446电雷管（个/米）446078工序名称时间（min）循 环 时 间12345678交接班10安全检查10检查中腰线10打进度眼、帮锚杆50装药放炮50通风20炮后检查20出煤35临时支护15打顶锚杆、111、顶锚索60支护质量保证措施：1、锚杆、锚索支护质量要求：1）、钻锚杆、锚索眼时，应掌握好深度和角度，为保证眼深要在钻杆尾部设置醒目标记2）、安装锚杆、锚索眼前，要认真检查药卷质量，发现过期发硬的药卷严禁使用。3）、注锚杆、锚索前，首先用高压风将眼内岩粉吹净药卷装入眼内，用锚杆、锚索把药卷轻轻送入眼底，用锚杆机搅拌3040秒，取下锚杆机用木楔背在锚杆眼口，挤住杆体，防止其因自重下滑，5分钟后取下锚杆机连接套管上好托板15分钟后拧紧螺帽。4）、30米做一次锚杆、锚索抗拉力实验，每次检测不少于3根，检测数据报监理公司。5）、队组必须配备检测工具，随时检查锚固力及扭力距，锚固力达不到要求的必须查清原因112、，并在其旁边（200mm）补打锚杆、锚索。6）、安装锚杆、锚索要一锚到底，禁止二次搅拌。3、钻眼方法及要求：（1）、钻眼机具：打煤眼采用煤电钻钻眼，打注锚杆、锚索眼时采用MQT-70系列气动锚杆锚索钻机，钻杆为中空六棱钢钻杆，钻头为27柱齿型钻头。（2）、钻眼方法：钻眼工必须严格按照爆破图表和断面设计要求进行钻眼。每次钻眼后，放炮前都要关好风、水门，将风水管及开关维护好，钻具移至距煤头40米外的安全地点，维护可靠。2、爆破：（1）、装药结构：采用正向装药结构。（2）、爆破方法：采用瞬发电雷管分次打眼，分次装药放炮的方式爆破。爆破材料使用乳化炸药和瞬发电雷管。五、立井施工：（一）工程量及工程技术113、特征铂龙煤业回风立井延伸工程主要包括回风立井井筒的施工。回风立井延伸深度74米，全部为基岩段施工。井筒净直径4.5米，净端面15.9M2 ，采用混凝土砌碹。（二）施工方案回风立井工程，水文地质条件简单，延伸段采用立井混合法施工；凿岩采用钻爆法施工。回风立井采用压入式通风。（三）施工防坠措施 (1)井口周围设置栅栏，安全出口及风硐施工完后实行双封闭。三盘两台各孔口必须封堵严密，设置可靠的密封安全井盖门，并处于常闭状态。井口封口盘必须用网纹板封严。 (2)用吊桶提升物料时，物料应低于吊桶上沿1 00mm，超长物料必须用绳或铁丝捆绑牢固，吊桶通过后及时关闭井盖门。 (3)人员乘坐吊桶必须佩带保险带，114、保险带要牢固的挂在钩头专用挂环上，人员乘坐吊桶时其身体任何部位不准伸出吊桶外。严禁人与物料同乘一吊桶提升。 (4)在工作面上方的工作人员所使用工具必须拴有专门的保险绳严防工具坠入井筒。 (5)每班必须及时检查三盘两台及模板上是否存有矸石等杂物，如存在杂物必须将杂物清理干净方可作业。 (6)每天由机电科安排专人对钢丝绳、钩头及其联接装置进行检查并作好记录，发现问题及时汇报处理。 (7)提升设备必须捆扎牢固，经检验后方可发送提升信号；提升钢丝绳必须按照要求检验，确保安全。 (8)钻井钻机夺钩时必须有专人操作，必须设专人监护，确保安全摘挂钩。 (9)高空作业、三盘两台作业、大模脚手架上作业必须系牢保115、险带。（四）掘进安全措施 (1)严禁边打眼边装药。 (2)放炮员必须持证上岗，严格按作业规程操作。 (3)严格执行“一炮三检和“三人连锁放炮制制度，工作面瓦斯浓度超过1时，严禁放炮。 (4)严禁起爆药卷与炸药装在同一容器内运往井底。 (5)向井下运送炸药与引药时必须事先通知绞车司机和井上下把钩工，吊桶升降速度不得超过1 ms。 (6)炸药和雷管不得同罐运送，必须由放炮员单独押送。 (7)吊盘距工作面最大距离不得超过40 m，放炮后和移动吊盘后，都必须进行稳盘。吊盘调好后必须用丝杠将吊盘刹紧。 (8)放炮前必须设置警戒并通知井口5 O m范围内的一切人员撤至5 O m以外，只有确认井筒内各施工设116、备器具提升至安全高度，人员全部撤至安全警戒地点，井内所有电源已切断，井盖门已打开后，班长方可下达放炮命令，放炮员能打丌放炮电源箱连接放炮电源与母线，进行起爆。 (9)装药前切断电源撤出工作面机具并测量杂散电流情况，如杂散电流超过27MA，严禁装药联线，必须立即查明原因进行处理。 (1 O)爆破后通风时间，岩石段不小于1 5 min，煤、半煤岩段不小于3 Omin，通风后必须仔细检查井筒，清除崩落在翻矸台、封口盘、模板、吊盘或其他设备上的矸石。 (11)操作抓岩机的司机要严格遵守抓岩机操作规程，熟悉机械性能，操作时做到稳、准、快。抓岩过程中，井内照明充足，保证操作人员最大抓岩距离的视物清晰。抓斗117、不准在人体上部通过，不准抓残炮，瞎炮及其它物品 (1 2)每班必须设瓦斯员跟班检查瓦斯，每班班队长必须携带便携式瓦检仪。 (1 3)放炮后，先有班长、安检员、瓦斯员下井检查无隐患后，方准其他人下井作业。 (1 4)每次爆破前，吊盘的提升高度不能低于40米。(1 5)井筒围岩破碎处必须采用锚网临时支护，锚杆选用巾1 81 8 OOmm管缝锚杆，采用制网，网格为8 O8 Omm，网压茬为1 5 0mm，用20群铁丝双道绑扎。五、提升运输安全措施 (1)井上下信号工，在吊桶提到适当的高度后，先发送暂停信号并进行稳罐，清除罐底附着物后，才能发送下降或提升信号。信号工必须目接、目送吊桶安全通过责任段。 118、(2)吊桶上方必须装保护伞，吊桶边缘不得坐人，装有物料的吊桶不得乘人，严禁用底卸式吊桶升降人员。 (3)吊桶提升到地面时，人员必须从井口平台进出吊桶，只准在吊桶和井盖门关闭后进出吊桶。 (4)升降小型工具必须有专人传递入、出吊桶，严禁乱扔乱放。大型施工用具必须单钩提升。其最突出部位不得超过井盖门和吊盘喇叭口安全通过半径。如用吊桶提升工器具，其最突出部位必须低于吊桶上沿1 00mm。严禁提升超过绞车、提升钢丝绳及钩头提升安全值的设备、用具。(5)提升钩头必须有可靠的防脱钩保险装置，平时处于常闭状态，并且有闭锁装置。(6)吊挂检查做到双把关。由技术素质好、业务能力强、能履行安全检查职责的专职人员对119、提升吊挂系统进行检查和复查，在一人检查后必须由另一人进行复查。(7)井口信号房，稳车棚及吊盘必须设有独立的声光信号系统。(8)上下信号配备两套。提升机信号除常用的信号装置外还必须配备备用信号装置。 (9)井口信号房和提升绞车房必须使用双监控。(10)乘坐吊桶和在吊盘、固定盘、卸矸台、天轮平台工作人员必须佩带安全带，使用的工具要拴有可靠的保险绳。(11)3 m3吊桶乘坐人员数量不超过8人。(1 2)钩头装置设置双保险。必须保证钩头安全可靠，必须使用合格的保险销；保险销销往后，再使用：M20的螺栓锁住后方可起钩。(1 3)钩头挡板上必须加第二道防跳绳保险，每钩运行前必须检查。(1 4)挂钩钩头实行120、双监控。对挂钩钩头制订专门的岗位操作要求。一人摘挂钩头，操作完检查符合摘挂要求后，另一专人复查，确认无误后方可进入下一道工序。(1 5)严禁使用座底罐。(1 6)吊盘至井底工作面必须设软梯，安全梯必须紧跟吊盘。 (1 7)上下人、提升矸石或物料时，两井盖门不能同时打开。第四节 施工辅助生产系统一、提升运输系统：（一）、副斜井及井底车场、硐室的施工阶段。副斜井、安装JK-2.5/20型单滚筒提升机一部，采用6T箕斗运输。副斜井出矸：工作面临时车场斜井地面排矸绞车运至场区外山沟，覆土造田。运料：地面料场斜井临时车场工作面绞 车 有 关 参 数 表选用28NAT67+Fc 1670ZS434 275121、型(GB/T 8918-2006)钢丝绳，钢丝绳直径d=28mm，抗拉强度B=1670MP，单位重量Pk=2.75kg/m，钢丝绳最小破断拉力总和492kN。井筒提升斜长1008m，倾角11，散矸容重1.7t/m3。提矸、下料时采用JX-6型后壁卸载式6t箕斗，箕斗自重4496Kg，最大容积8.24m3，最大载重13940Kg。（一）选型计算1.钢丝绳选择：（1）钢丝绳绳端荷重：提矸、下物料时：Qd=（13940+4496）（sina+f1cosa）=3687.51Kg 式中：B钢丝的抗拉强度，B =1670MPa；m安全系数，提物时m=6.5；Lc钢丝绳的悬垂斜长，Lc=1145m；f1矿车122、与轨道的摩擦系数，f1=0.01；f2钢丝绳与地辊及部分地板的摩擦系数，f2=0.2。选用28NAT67+Fc 1670ZS434 275型(GB/T 8918-2006)钢丝绳，钢丝绳直径d=28mm，抗拉强度B=1670MP，单位重量Pk=2.75kg/m，钢丝绳最小破断拉力总和QP=492kN。（2）钢丝绳的安全系数校验：提矸、下物料时：m=QP/Qd+PKLC（sina+f2cosa）=10.26.5所选钢丝绳合适。2.提升绞车选择设计选用1部JK-2.5/20型单滚筒提升机，提升机参数如下：滚筒直径2.5m，滚筒宽度2.0m，滚筒个数1个，最大静张力FZ=83kN,减速比i=20。最123、大提升速度Vm=4.81m/s。机器变位重量13680kgm2。（1）滚筒宽度验算 式中：-绳圈间隙，=3.0mm；P-3.14Lt-提升高度钢丝绳在滚筒上缠绕3层，符合煤矿安全规程。（2）最大静张力计算提矸、下物料时：Fjmax=Qd+PKLt（sina+f2cosa）=48.1KN83KN由以上计算可知，滚筒强度满足要求。（二）主斜井施工阶段提升运输。主斜井井口安装一部JTK1.2型单滚筒绞车，完成下料、提矸任务。主斜井出矸：工作面临时车场斜井地面排矸绞车运至场区外山沟，覆土造田。运料：地面料场斜井临时车场工作面绞 车 有 关 参 数 表序号名称参数1型号JK-2.5/20型2最大静张力8124、3KN3绳速最大（m/s）4.814额定转速（r/min）7365绳径（2）286减速比207电动机：功率（kw）4508电压（V）6609滚筒宽度（m）2.010滚筒（个）111最大转矩与额定转矩之比2.112容绳量（m）40013机器变位重量（Kg）13680选用6*19-18.5-1870+Fc 型钢丝绳，钢丝绳直径d=18.5mm，抗拉强度B=1870MPa，单位重量Pk=1.09kg/m，钢丝绳最小破断拉力总和186kN。井筒提升斜长526m，倾角18，散矸容重1.7t/m3。提矸、下料时采用JX-3型后壁卸载式3t箕斗，箕斗自重2215Kg，最大容积3.0m3，最大载重5100Kg125、。（一）选型计算1.钢丝绳选择：（1）钢丝绳绳端荷重：提矸、下物料时：Qd=（5100+2215）（sina+f1cosa）=2329Kg 式中：B钢丝的抗拉强度，B =1670MPa；m安全系数，提物时m=6.5；Lc钢丝绳的悬垂斜长，Lc=526m；f1矿车与轨道的摩擦系数，f1=0.01；f2钢丝绳与地辊及部分地板的摩擦系数，f2=0.2。（2）钢丝绳的安全系数校验：提矸、下物料时：m=QP/Qd+PKLC（sina+f2cosa）=7.256.5所选钢丝绳合适。2.提升绞车选择设计选用1部JTK-1.2型单滚筒提升机，提升机参数如下：滚筒直径1.2m，滚筒宽度1.0m，滚筒个数1个，最126、大静张力FZ=30kN,减速比i=31.5。最大提升速度Vm=1.94m/s。(1）滚筒宽度验算 B=H+30+（4+3）PD/KPDP(d+)=977式中：-绳圈间隙，=3.0mm；K-缠绕层数H-提升高度，mDP-平均缠绕直径，d-钢丝绳直径，P-3.14Lt-提升高度钢丝绳在滚筒上缠绕3层，符合煤矿安全规程。滚筒宽度为9771000，所以满足要求。(2）最大静张力计算提矸、下物料时：Fjmax=Qd+PKLt（sina+f2cosa）=25.6KN30KN由以上计算可知，滚筒强度满足要求。（三）矸石山提升运输。矸石山安装一部JD-25型调度绞车，完成提矸任务。主斜井出矸：工作面临时车场斜127、井地面排矸绞车运至场区外山沟，覆土造田。副斜井出矸：工作面临时车场斜井地面排矸绞车运至场区外山沟，覆土造田。绞 车 有 关 参 数 表序号名称参数1型号TJK-1.2型2最大静张力30KN3绳速最大（m/s）1.944额定转速（r/min）7205绳径（2）18.56减速比31.57电动机：功率（kw）558电压（V）3809滚筒宽度（m）1.010滚筒（个）111缠绕层数312容绳量（m）66013机器重量（Kg）6100选用6*19-15.5-1870+Fc 型钢丝绳，钢丝绳直径d=15.5mm，抗拉强度B=1870MPa，单位重量Pk=0.863kg/m，钢丝绳最小破断拉力总和146kN128、。提升斜长60m，倾角25，散矸容重1.7t/m3。提矸、下料时采用提矸时采用MF1.1-6型1t翻斗式矿车,矿车自重600kg。载重1000kg，每钩2辆。（一）选型计算1.钢丝绳选择：(1）钢丝绳绳端荷重：提矸时：Qd=2*（1000+600）（sina+f1cosa）=1382.4Kg 式中：B钢丝的抗拉强度，B =1670MPa；m安全系数，提物时m=6.5；Lc钢丝绳的悬垂斜长，Lc=526m；f1矿车与轨道的摩擦系数，f1=0.01；f2钢丝绳与地辊及部分地板的摩擦系数，f2=0.2。（2）钢丝绳的安全系数校验：提矸、下物料时：m=QP/Qd+PKLC（sina+f2cosa）=1129、0.46.5所选钢丝绳合适。2.调度绞车选择设计选用1部JD-25型调度绞车，提升机参数如下：滚筒直径0.31m，滚筒宽度0.4m，滚筒个数1个，最大静张力FZ=16kN,减速比i=32.5。（1）滚筒宽度验算 B=H+30+（4+3）PD/KPDP(d+)=370400式中：-绳圈间隙，=3.0mm；K-缠绕层数H-提升高度，mDP-平均缠绕直径，d-钢丝绳直径，P-3.14Lt-提升高度钢丝绳在滚筒上缠绕3层，符合煤矿安全规程。滚筒宽度为370400，所以满足要求。（2）最大静张力计算提矸、下物料时：Fjmax=Qd+PKLt（sina+f2cosa）=14.05KN16KN由以上计算可知130、，滚筒强度满足要求。（四）、回风立井的施工阶段。回风立井安装JTK-1.2型单滚筒提升机一部，采用1m3吊桶提升。回风立井出矸：工作面井筒地面汽车运至场区外山沟，覆土造田。运料：地面料场井筒工作面1、凿井井架回风立井井筒施工选用型井架。2、提升设备回风立井均选用JTK1.2型提升机，配1.0m3吊桶。凿井提升设备选型及技术参数 序号名称参数1型号JD-25型2最大静张力(KN)163额定转速（r/min）7204绳径（2）15.55减速比32.56电动机：功率（kw）257电压（V）3808滚筒宽度（m）0.49滚筒（个）110缠绕层数311容绳量（m）40012机器重量（Kg）13703、回131、风立井提升钢丝绳选择、校核：（1）钢丝绳的最大悬垂高度H0 = Hsh+Hj = 345.00+15.63=360.63m Hsh 井筒深度207.00 mHj 井口水平至天轮平台高度 15.63m（2）提升物料荷重按1 m3吊桶考虑 Q = KmVTBrg+0.9（1-1/ks）VTBsh = 1890kg 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1m3吊桶、11t钩头考虑）QZ = 450+160.45 =610.45kg（4）提升钢丝绳终端荷载 Q0 = Q+Qz =2132、500.45kg（5）钢丝绳单位长度重量Ps（kg/m）Ps=2740.45/（110B/ma-360.63）=1.284 kg/m 式中B 钢丝绳钢丝的抗拉极限强度 170kgf 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6*37-22-1700 PSb=1.63 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 252KN=25714.28KgM =25714.28/（2500.45+360.631.284）=8.687.5考虑提升人员，按每次提升8人考虑 校核安全系数133、m = 25714.28/（875+160.45+360.631.284）=21.029经计算主提升绳选用6*37-22-1700钢丝绳符合安全规程规定（8）最大静张力验算施工360.63米时最大静张力验算：Qjmaax = Q0+H0PSB = 2500.45+360.631.284=2963kg3061kg 符合要求 4、过卷距离验算选用型井架，翻矸台至天轮台高度为Hl=11.43m过卷距离为L=11.43-1.5-2.89-1.733-0.95-0.59=3.77m提升选用JTK-1.2型提升机，Vmax=1.94m/s，过卷高度为5.02m，根据规程规定，吊桶提升，其过卷高度不得小于规134、定数值的1/2，所以经验算绞车过卷距离符合要求。其它悬吊钢丝绳经计算选型见钢丝绳选用一览表4。钢丝绳选用一览表 表4序号名称参数1型号TJK-1.2型2最大静张力30KN3绳速最大（m/s）1.944额定转速（r/min）7205绳径（2）18.56减速比31.57电动机：功率（kw）558电压（V）3809滚筒宽度（m）1.010滚筒（个）111缠绕层数312容绳量（m）66013机器重量（Kg）6100二、通风系统根据建井工期排队要求，随着矿井建设掘进工作的展开，井下施工队伍，施工工作面的逐渐增加，巷道通风距离不断加大，井下通风成为制约施工进程的关键因素，为保证井下施工快速安全，在建井期间135、通风按如下进行设计：（一）、主斜井及井底车场、硐室的施工1、工作面需用风量计算（1）按巷道内最多人数计算：Q=4N=4*20=80m3/min。N掘进工作面同时工作最多人数。（2）按瓦斯涌出量计算：Q=100qk=100*0.86*2=172m3/min。q掘进工作面瓦斯绝对涌出量（按铂龙q掘=0.86m3/min）；k掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数（k=2)。（3）按爆破装药计算：Q=25A=25*4=100m3/min。A掘进工作面一次爆破的最大炸药用量（A=4kg）。（4）按最低风速计算：Q掘=60*0.25s=60*0.25*13.9=209m3/min式中；s取最大设计断面=13.9m136、2(5)计算局扇的吸入风量：Q局扇=Q/（1-Le100*L/100）=209/(1-0.01*925/100)=230m3/min式中；Q取配风计算中最大值209m3/minLe100百米漏风率取1%；L最大供风距离取925m2、局扇工作量计算及选型根据计算数据，局扇的吸入风量为230m3/min, 选用FD-NO6.3/22*2局扇，一台正常使用，一台备用。局扇额定风量350-530m3/min。风筒选用直径800mm阻燃风筒。3、风速校验 风速V=530/60/13.9=0.64m/s。v=530/60/12.8=0.69m/s则0.15 m/sV4 m/s，符合有关规定，故选用局扇型号137、合理。（二）、副斜井及井底车场、采区轨道巷施工1、工作面需用风量计算（1）按巷道内最多人数计算：Q=4N=4*20=80m3/min。N掘进工作面同时工作最多人数。（2）按瓦斯涌出量计算：Q=100qk=100*0.86*2=172m3/min。q掘进工作面瓦斯绝对涌出量（按铂龙q掘=0.86m3/min）；k掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数（k=2)。（3）按爆破装药计算：Q=25A=25*4=100m3/min。A掘进工作面一次爆破的最大炸药用量（A=4kg）。（4）按最低风速计算：Q掘=60*0.15s=60*0.15*22.4=202m3/min式中；s取最大设计断面=22.4m2(5)计138、算局扇的吸入风量：Q局扇=Q/（1-Le100*L/100）=202/(1-0.01*1389/100)=234m3/min式中；Q取配风计算中最大值202m3/minLe100百米漏风率取1%；L最大供风距离取1389m2、局扇工作量计算及选型根据计算数据，局扇的吸入风量为234m3/min, 选用FD-NO6.3/22*2局扇，一台正常使用，一台备用。局扇额定风量350-530m3/min。风筒选用直径800mm阻燃风筒。3、风速校验 风速V=530/60/22.4=0.39m/s。v=530/60/9.6=0.98m/s则0.15 m/sV4 m/s，符合有关规定，故选用局扇型号合理。（139、三）回风立井、采区回风巷的施工1、工作面需用风量计算（1）按巷道内最多人数计算：Q=4N=4*20=80m3/min。N掘进工作面同时工作最多人数。（2）按瓦斯涌出量计算：Q=100qk=100*0.86*2=172m3/min。q掘进工作面瓦斯绝对涌出量（按铂龙q掘=0.86m3/min）；k掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数（k=2)。（3）按爆破装药计算：Q=25A=25*4=100m3/min。A掘进工作面一次爆破的最大炸药用量（A=4kg）。（4）按最低风速计算：Q掘=60*0.25s=60*0.25*13.9=209m3/min式中；s取最大设计断面=13.9m2(5)计算局扇的吸入风量140、：Q局扇=Q/（1-Le100*L/100）=209/(1-0.01*1450/100)=245m3/min式中；Q取配风计算中最大值209m3/minLe100百米漏风率取1%；L最大供风距离取1450m2、局扇工作量计算及选型根据计算数据，局扇的吸入风量为245m3/min, 选用FD-NO6.3/22*2局扇，一台正常使用，一台备用。局扇额定风量350-530m3/min。风筒选用直径800mm阻燃风筒。3、风速校验 风速V=530/60/13.9=0.64m/s。v=530/60/12.8=0.69m/s则0.15 m/sV4 m/s，符合有关规定，故选用局扇型号合理。三、排水系统：（141、一）、主、副斜井、回风立井斜井施工期间工作面各安设3DA8水泵二台，临时水仓一个，2.5KW小水泵一台，排水路线：主斜井工作面水泵原副井水仓地面 副斜井工作面水泵副斜井地面回风立井工作面水泵-立井水仓地面（二）、大巷、工作面顺槽施工期间的排水利用已形成的排水系统进行排水。原屯川煤矿的排水系统：井下设有300m3中央水仓，主水泵为485型，配用电机BJ0272430，30KW。（三）、副斜井与回风立井、主斜井与回风立井，永久排水系统启用。矿井正常涌水量80m3/h，最大涌水量120m3/h,排水总高度189m。经计算，选用MD155-309型离心式水泵三台，一台工作，一台备用，一台检修；配用YB142、2-315L24型隔爆型电动机，功率30KW。主排水管路选用1945无缝钢管，主吸水管路选用2455无缝钢管。主排水管沿副斜井敷设两趟，一趟工作，一趟备用。四、压风系统：为减少临时建筑工程量，根据实际情况，在工业广场副斜井、立井进口周围各建一座临时压风站，安装两台不小于40m3/min的压风机，一台使用，一台备用，供井下部分施工用风，在主斜井、风井建立永久压风机房，安装2台5L408型空压机。（一）用风量统计：凿井期间主要风动设备用风量统计表序号名称钢丝绳型号长度(m)安全系数备注1提升钢丝绳637-22-1700（不旋转左右捻矩）1400见计算过程2吊盘绳619-18.5-16703380左143、/右3模板钢丝绳6*19-18.5-167033804抓岩机绳6*19-18.5-167015005安全梯绳6*19-18.5-170013806稳绳619-24.5-17002380左/右7动力电缆悬吊绳6*19-15.5-170013808放炮电缆悬吊绳6*19-12.5-15701380（二）空压机选型：根据上表，井筒施工期间用风量最大为21m3/min，故选用5L408型型空压机两台，一台工作，一台检修备用。六、信号、通讯、照明及监控系统：工作面照明、信号、煤电钻采用综合保护，声光控制，通讯设施配置安装电话机与矿调度室直接联系，工作面安设甲烷传感器，由井下瓦斯监控分站，传输到地面总站瓦144、监室，实行24小时监控。第四章 综合防尘一、综合防尘1、综合防尘设施齐全有效。（1）掘进从开口至工作面。在水管上每100m安一个水门，以便定期对巷道洒水消尘。（2）掘进工作面往外2030米和50米处，各安装一道全断面喷雾装置，放炮时打开水幕喷雾，降低放炮产生的粉尘。2、必须采用湿式打眼，放炮使用水炮泥。3、放炮前后必须对工作面20米范围内巷道周边进行冲洗，装岩前应洒水。4、喷浆工等特殊岗位配齐防尘口罩，喷混凝土在拌料前，黄沙石屑要洒水预湿。第五章 劳动组织劳动力配备：工程管理采用项目法管理，根据作业方式、工期要求和各专业配备劳动力。劳动力配备如下：斜井施工锚喷劳组织设备名称型号单台耗风量（m3145、/min）打眼打眼使用台数耗电风量使用台数耗风量凿岩机76553.5621锚杆锚索钻机MQT85J23.4620.4合计2120.4序号工种序号工种圆班一井下直接工掘进班掘进班喷浆班合计二辅助工小计42人1班长11131井口把钩工182打眼工3362翻矸工63放炮工1123绞车司机94瓦检工11144压风机工35绞车司机22265变电所工36耙岩机司机1126大班机电修37信号工111378机电修理工111389拌料（推车工）1148910喷浆工221037三管理人员4总计（人）83人斜井施工砌筑劳动组织序号工种序号工种圆班一井下直接工一班二班三班合计二辅助工小计42人1班长11131井口把钩146、工182打眼工22262翻矸工63放炮工11162绞车司机94瓦检工11114压风机工35砌碹工22265变电所工36耙岩机司机444125大班机电修37信号工111378推车工222689机电修理工11139103810三管理人员4总计（人）84人大巷施工劳动组织序号工种序号工种圆班一井下直接工一班二班三班合计二辅助工小计36人1班长11131井口把钩工62打眼工33392翻矸工63放炮工11133绞车司机34瓦检工11144压风机工35绞车司机22265变电所工36耙岩机司机11136大班机电修37机电修理工1113信号工38拌料（推车工）666188转载工39喷浆工22269井下把钩工6147、55三管理人员4总计（人）91人大巷劳动组织序号工种序号工种圆班一井下直接工一班二班三班合计二辅助工小计36人1班长11131井口把钩工62打眼工33392翻矸工63放炮工11133绞车司机34瓦检工11144压风机工35绞车司机22265变电所工36耙岩机司机11136大班机电修37机电修理工1113信号工38拌料（推车工）666188转载工39井下把钩工649三管理人员4总计（人）91人第六章 主要安全技术措施一、顶板管理1、必须严格坚持经常敲帮问顶制度，严禁空顶作业，交接班前后，打眼前后，支设临时支护和永久支护前必须进行敲帮问顶，及时处理隐患。处理顶板时，要有工长或安全副工长现场指挥，由148、有经验的老工人进行，一人观察顶帮，一人持长柄工具在安全支护下进行，退路要保持畅通，顶板处理完毕，方可进行其它工作。2、进行顶岩性探测和挂牌管理。3、安全副工长负责在交接班后对巷道支护进行全面检查，发现问题，及时处理。4、炮后处理掉浮矸，及时支设临时支柱，不得少于4根，支柱必须穿鞋戴帽，支设牢固，用5T液压升柱器升紧背牢，每个掘进头备用柱不少于2根。5、支护必须合格、齐全、有效，符合有关规定，否则立即更换或补齐。6、当顶板破碎或遇构造时，要采取如下措施，并立即上报。（1）、缩小作业循环，循环进度不得超过1.2m，采用一掘一锚的作业方式。（2）、工长现场指挥，并设专人观察顶板，坚持经常敲帮问顶制度149、，发现顶板发闷或有裂隙要立即补打临时支柱和打注锚杆，锚杆应垂直岩面轮廓布置，如有裂隙要垂直于裂隙面布置。（3）、交接班前后，放炮前后，必须检查和专人紧固锚杆，不合格锚杆必须重新补打，当岩石中锚杆拉力达不到7T，扭矩达不到10kgm时，停止使用锚杆，采用其它支护时另下措施。（4）、喷浆紧随煤头封闭，初喷不小于5,必要时采用锚索补强，锚索钢绞线长不小于5.2米，采用14槽钢长1米，在正顶和两侧拱肩顺巷矩形布置，间距2.0m，排距3.0m，锚索滞后煤头不超过5米，钢绞线外露长度20。预紧力不得低于150KN（使用YCD180型张拉千斤指数为43MPa）。（5）、严禁空顶作业，打注锚杆必须在临时柱下作150、业，未完成作业或锚杆锚固力、扭距达不到要求时，严禁回掉临时柱。（6）、如放炮后顶板较破碎，可用长柄工具处理顶板后，先喷浆处理顶板，然后支临时柱，在临时柱下打注锚杆，以免二次冒落。二、运输安全措施：1、轨道部分：（1）、临时轨道采用22 m的轨道，道枕间距不大于1m，轨距0.6m。（2）、巷道轨道不得有拌道、无眼道，曲线轨道要采用错接，其曲轨长度必须小于2m。（3）、道床、道碴、轨枕、扣件必须齐全完好，符合巷道运输质量标准化规定。（4）、所有物料堆放和设备安装必须距轨道侧面500以上，且整齐有序，堆放牢固。（5）、轨道、道岔的轨距、枕距水平、方向、接头、轨缝必须符合规程。（6）、巷道运输区段必须151、做到无积水、无杂物、无煤粉堆积，无顶板危害、卫生达到标准化要求。2、耙岩机、绞车等的使用：（1）、绞车司机必须持证上岗，熟悉设备性能和结构，爱护和保养好所使用的设备。（2）、装车运输必须有可靠的信号联系，各类联锁工作必须相互协调好，按所给信号工作。（3）耙岩机开动时，两帮严禁有人，耙斗运行区域严禁有人停留或工作，耙岩机出现故障必须断电挂牌检查和检修。（4）、大矸必须消灭在煤头，严禁搬运40以上大矸。（5）、绞车的牵引能力必须与钢丝绳和牵引数相匹配，牵引长度不得超过滚筒容绳量或规定长度。（6）、永久使用的绞车必须按规定实施地锚固定，临时小绞车必须按规定实施四压两戗固定。每部都要有牌板，牌板标明牵152、引车数和操作要领。（7）、小绞车钢丝绳钩头、绳皮必须按规定制作，不得使用猴绳、翻心、扁股、抽股和断、锈蚀以及磨损超限的钢丝绳。（8）、小绞车信号必须声、光齐备双向对打，且符合完好标准。3、安全设施：（1）、所有巷道，必须按规定设置轨道绝缘，且保持完好。（2）、矿车的连接装置必须使用经过指定权威厂家定期试验的连接装置，连接钢丝绳必须使用绳环。（3）所有使用的安全设施必须按规定检查，保持完好。（4）倾斜运输巷必须有明显的“行人不行车，行车不行人”标志牌。行车时上部车场的绞车司机，下部车场的挂钩工负责警戒。三、通风、放炮安全措施：1、通风（1）风机安装在进风巷道支护良好的地点，距通风横贯不小于10m153、，局扇安装在稳定可靠的专用架上距底板不小于30,风筒出口距煤头全岩巷不小于15m，当掘进遇40cm以上的小煤时，不小于7m。局扇做到“三专两闭锁”，风漏风率不大于5%，迎头风筒不准落地，在每个掘进头5m内和距盲峒口1015m的盲峒内各设一个甲烷传感器，任何人不准乱运和破坏通风设施。（2）严格执行通风瓦栓工操作规程，停风时撤出工作面所有人员，钉上栅栏，提示警戒，恢复生产时按照有关规定排放瓦斯，除通风人员外，其他人员不得进行停送风机工作。2、装药、放炮要求：（1）、装药前用压风或掏勺将眼孔内的煤矸粉掏净。（2）、装药量按爆破力表要求，装药要在放炮员指导下进行。（3）、炮眼封泥要用水炮泥，剩余炮眼部154、分使用炮土封实。（4）、雷管的脚线由放炮员或放炮助手联接脚线，待工作人员全部撤出后，必须由放炮员亲自联接脚线和母线。（5）、风电、瓦斯电必须闭锁，严格执行“一炮三检”、“放炮停电”、“三个连锁”放炮制度，瓦检员不在现场，严禁装炮。（6）、放炮前，工长必须在各通道口安排专人搁警戒。放炮撤人按直巷150m，弯巷100m，拐变后不小于10m，并应有隐身物。（7）、放炮后，放炮员和工长必须亲自检查有无瞎炮，残爆情况，如有应立即处理，处理拒爆、残爆、按煤矿安全规程第342条规定执行。（8）、放炮其它执行煤矿安全规程第七章第三节“井下放炮”中有关规定。四、供电措施1、局扇必须是专供电源。2、“风电”、“瓦155、斯电”两闭锁齐全可靠。3、电气保护要符合作业规程要求完善齐全，使用可靠。4、各种接地保护齐全规范、合格。5、按规定设检漏装置，并使用可靠。6、倒装设备必须停电，禁止带电搬迁。7、电缆电气设备维护完好，无失爆。五、巷道贯通：1、横贯开口5米小炮作业，并使用皮带和板木等可靠方法，维护好贯通附近10米范围的电缆、风水管路及各类设备，必要时撤到安全地点。丁字口前后各5m范围要缩小锚杆间排距100,并按规定加强锚索支护。2、队干、工长要严格掌握进度，贯通巷道剩20米时，小炮作业，探眼前进，探三进一，小炮作业，严格执行一头放炮，两头撤人制度，同时要随时观察贯通地点的顶板情况，锚杆要拧紧，不合格锚杆重打重注156、，贯通附近的支护需加强时，使用金属摩擦支柱等可靠支护。3、当横贯掘至位置，要停止掘进，不得超掘。4、贯通点附近的管线路及设备必须维护好，电缆维护要下放底板，用架板和皮带覆盖，高压电缆下放时停电进行。炮前必须有专人检查维护情况，确认无误后方可放炮贯通。5、当贯通点顶板维护可靠，设备电缆等撤离或维护可靠，并经通风工区同意后方可贯通。六、标准化：施工队组要严格按采掘工作面质量标准化组织施工，班班有验收员难收工程质量，不合格要返工处理，施工地点要干净整洁，巷道中无淤泥积水，无杂物，工具材料堆放整齐，机电设备无失爆，通风设施齐全有效，做到文明生产，各种标准化图板悬挂整齐，干净卫生。七、特殊情况下的措施：157、1、遇地质构造措施：掘进过程中遇断层，无炭柱及破碎带构造时，要及时汇报，并加强支护，支护紧跟煤头不得空顶，经常检查瓦斯及有害气体尝浓度，必要时停止掘进，撤出人员。2、遇冒顶堵巷措施：掘进过程中如遇冒顶堵巷，应阆打开风管阀门，根据现场实际情况积极自救、互救、外边人员应采取安全有效措施，尽全力营救遇难人员，并及时汇报调度。3、遇1.0 m以下小煤，采取如下措施：（1）、当锚杆锚固端位于煤体吕，必须使用1.8m以上锚杆，并锚索补强（具体见顶板管理）。（2）、当小煤位于顶板位置时，要将小煤挑出，为节约成本允许巷道净高增加煤厚高度（拱高不变，增加直墙高度）。（3）、严禁一次打眼，分次放炮。（4）、炮前后158、煤堆必须洒水。（5）、煤体中锚杆拉力要大于3T，扭距不小于6。4、瓦斯事故预防和处理（1）、机电维护人员，必须经常检查局扇的运转情况，发现问题及时处理，当发生瓦斯浓度超限时，要及时撤出工作面的作业人员，服从通风瓦斯检查员的指挥，瓦斯排放由通风部门负责，严禁生产队组人员强送电，严禁一风吹排放瓦斯。（2）、严格执行“一炮三检”制度，发现瓦斯超限，必须停止作业，首先处理。（3）、放炮作业严格执行煤矿安全规程第七章第三节之规定。（4）、井下如遇瓦斯爆炸事故，要立即汇报，按矿制定灾害预防之处理计划进行组织。（5）、现场发现有煤和瓦斯突出或突出预兆时，要立即把人员撤至有新鲜风流的安全地点，来不及撤出时，要159、立即爬倒并戴好自救器，然后有序地撤离危险区域。5、火灾事故的预防和处理（1）、机电人员，必须随时检查责任区范围内的电缆，不合格的及时更换。（2）、井下不准存放易燃品，检修设备用的油脂、棉丝等易燃品要及时清理干净。（3）、井下如需电氧焊，必须有专项措施。（4）、按规程中综合防尘要求，安装好各种洒水管路、阀门，要保证洒水系统时刻都能使用。（5）、井下发生火灾后，首先要采取一切可能的方法，直接灭火，由现场负责人汇报情况。（6）、火灾发生后，人员不得乱跑，要服从现场负责人的指挥，着火点回风侧各点的人员要全部撤到进风，不能撤到进风的，要戴好自救器，撤至安全地点。（7）、井下着火后，着火点进风侧人员要立即160、组织灭火，首先要切断火区及回风侧电源，没有矿调的指挥，不得停止局扇电源。6、透水事故的预防和处理：（1）、施工如遇水预兆时，要立即停止工作，停止打眼时，钻杆不得拔出，并及时汇报，待有关部门查明原因，采取具体措施后，方可施工。（2）、地质部门要及时给施工队组提供各种水文地质资料，在可疑区域内施工时，严格执行“有疑必探，先探后掘”的原则。（3）、水灾事故发生后，现场施工负责人，要立即组织人员撤离险区，及时汇报情况，并派人通知附近事故影响区地形较低处人员时行撤出。九、其它安全措施：1、严格杜绝或控制井下产生或使用明火，井下禁止吸烟和携带引火源，井下必须使用电焊、气、喷灯等明火作业时，必须制订切实可行161、的安全措施。2、使用符合矿井安全条件的完好的防爆的电气设备，设继电保护装置，电路敷设符合要求。3、严格执行放炮操作规程，使用合格的雷管和炸药。4、当掘进工作面遇到下列情况时，必须进行探水前进；（1）、接近溶洞、导水断层、导水裂隙、导水冒落或含水丰富的含水层时；（2）、掘进工作面发现有明显出水征兆时。5、加强通风（1）、正确合理地计算与分配风量使井下各采掘工作面，各巷道、各峒室均有足够的风量。（2）、加强局扇、风筒的维护管理，防止漏风，避免循环风，禁止使用扩散通风。（3）、风门及其他通风构筑物的结构和设置应合乎要求，并加强维护管理，防止大量漏风。（4）、临时停工地点不得停风，否则必须设置栅栏，切162、断电源，挂警示牌，禁止人员入内。6、加强瓦斯检查，经常检查矿井通风和沼气涌出情况，掌握沼气动态，以便发现问题及时处理。严格执行煤矿安全规程规定井下各处允许沼气浓度及超限时的处理措施。7、在开拓有煤与瓦斯突出的煤层时，首先应编制专设计，对各项具体工程要有专门的安全措施。呈报上级批准后，方可进行施工。专门设计和安全措施要向所有施工的人员进行贯彻交底，施工中严格执行。若发现情况有变化，应及时修正措施，报上级批准后贯彻执行。8、加强地测工作，防止井巷施工误入煤层而造成事故。9、加强矿井救护及瓦斯检查工作，在突出危险严重的地区施工时，应有救护队员值班，并配备足够数量的隔离式自救器，要求一切人员均能正确使163、用。10、石门揭穿煤与瓦期突出危险的煤层，应编制专门设计，报相关单位批准。11、加强顶板管理，坚持一次成巷，工作面严禁空顶，空帮作业。第七章 施工进度与工期保证措施一、施工进度计划：根据施工条件、施工工艺、施工装备能力、施工队伍素质等综合因素，制定施工计划如下：斜井掘进按每月进度60米，硐室和煤仓施工按每月进度400m3，大巷和工作面顺槽掘进每月进度200米，工作面切巷掘进按每月进度150米安排。二、工期保证措施：1、认真编制施工组织设计和作业规程，坚定不移推行“一次成巷作业法”，以提高施工速度，为高产稳产创造条件，确保施工工期如期完成。2、核对车场地质、水文资料研究分析，认真进行图纸会审，为164、车场施工提供可靠的技术准备。3、采用先进的施工技术，推广光爆爆破工艺，提高循环进尺，加快施工进度。4、认真搞好施工组织，尽量减少辅助时间，最大限度组织平行交叉作业。5、认真做好施工准备期的工作，确保各项工作如期完成，搞好各项材料准备，一旦具备开工条件就能立即组织车场的快速掘进。6、健全制度，认真贯彻执行公司的施工安全、计划、物资、技术等各项规章制度，使各项工作有章可循，使管理工作制度化、科学化。7、加强高度工作，统一指挥生产，完善逐级考核的目标与方法。8、开展多种形式的劳动竞赛，充分调动职工的饿积极性与主动性。9、继续深入落实承包制，进一步完善工资资金的激励机制，多劳多得，把工作内容、数量、质165、量具体落实到班组、落实到个人，把完成工作的好坏与个人的工资挂钩，保证工程的持续快速进行。10、协调好地方关系，双方互谅互让，相互合作11、加强施工设备的维修保养中，保证机械运转良好。12、不定期如开生产平衡会，对各阶段进度计划完成情况进行研究、分析，采取措施及时解决生产施工进度存在的问题，调整有关要素。第八章 文明施工与环保一、文明施工：为了改善工现场的生产环境，提高我矿的现场管理水平，加强职工的精神文明建设，根据我矿文明施工管理工作意见、关于文明施工管理细则以及建设单位对我们文明施工的有关要求，我矿制定一套切实可行的文明施工管理制度。每旬项目部进行一次文明施工的大检查，并将检查结果与各单位经166、济挂钩，利用经济杠杆，促使文明施工再上新台阶。施工现场按要求设置巷道平面布置图、爆破图表、供电系统图、避灾路线图，规范整齐、内容齐全。工作面轨道线路应确保畅通，现场安设排水设备，场内无积水。施工材料堆放有序，标识整齐清楚，物品分类存放。现场应设有医疗救护人员，做好卫生防病的宣传教育，并制定急救措施。工作作业区与生活区应明显划分，生活取要设置娱乐场所，并制定防署、防冻措施，食堂必须符合卫生要素。二、环保为了更好了贯彻执行环境保护这个基本国策，切实搞好施工现场周围的环境保护，我们制定以下几条措施。不随意乱倒生活垃圾等有害物质，必须集中存放，合理利用。矸石及污水的排放严格按业主及合同有关规定执行，以167、防水土流失和河道淤积，施工现场布置尽量优化，有效利用土地。作业区设置完善的饿卫生设施，安排专人及时清扫处理。使用环保锅炉，减少大气污染。在施工现场合适的位轩种植花草树木，绿化周围的环境。工业广场设置沉淀池处理污水。施工若要取土，必须在指定的范围内进行，严禁乱挖乱填，破坏自然植被，造成水土流失，破坏生态环境。做好施工现场的地下管线及临近建筑物、构筑物、包括文物保护建筑的保护工作。第九章 新工艺、新材料、新技术应用为了保证矿井优质、快速施工、我矿已编制了周密施工作业规程。在施工中不断提高技术水平和管理水平。配套设备充分满足工程地质、水文地质条件、作业方式和施工工艺等方面的要求。配套设备选择性能稳定168、质量可靠、操作方便、故障少的设备、在布置上、操作上互不干扰、保证作业安全。积极推广、巩固中深孔光面爆破、锚喷支护，积极推广锚索支护、使用树脂锚杆，提高循环进尺，加快施工速度。第十章 质量安全保证措施一、概述：为确保工程施工质量，在施工全过程中将恪守“质量存生命”的企业理念，以市场为导向，以信誉为宗旨，以效益为中心，以质量为生命强化内部管理，树立对外形象，增强工程施工科技今是提高施工队伍整体势力和社会竞争力。在从事与质量有关的各项工作与活动中，做到“有人负责、有章可循、有据可查”，同时，接受监理监督和检查，坚决服从质量监督部门的检查、监督与指导，密切配合各部门同心协力搞好工程质量，严格履行有关169、要求，完善内部管理机制，确保工程质量。二、质量目标：1、高标准、创一流，确保工程地优，争省优。2、分部工程质量：优良品率达70%，分项工程合格率100%。3、及时消灭质量通病。4、质量保证资料齐全，完整、准确。5、观感得分率90%。三、质量标准：1、工作方法和作业指导书：本工程采用光爆施工工艺。开工前由施工技术人员负责编制作业指导书（施工技术措施）有：（1）、井筒、井底车场作业规程。（2）、系统回风贯通施工技术措施。（3）、碹岔技术措施。（4）、过煤层、构造施工技术措施。（5）、相关硐室施工技术措施。（6）、巷道掘进作业规程作业指导书（施工技术措施）的编制、批准、实施按国家颁发矿山井巷工程验收170、标准和现行施工规范及公司关于施工组织设计（施工技术措施）管理办法的规定执行。2、巷道质量标准：锚杆的施工质量必须达到以下几点：（1）、顶锚杆应垂直于顶板（或裂隙面），锚杆角度应大于75锚杆眼深1.7-1.75m。（2）、帮锚杆垂直于巷道布置，并紧贴岩面，锚杆间排距误差小于10cm。（3）、锚杆安装后，锚杆外露小于3cm（螺母外）。3、巷道施工质量必须满足如下要求：（1）、巷道净宽允许超宽10-20cm，不允许欠挖，巷道净高允许超高10-20cm。（2）、锚杆的锚固力及扭矩，队组必须每周测试一次（20根一组），每组测试不少于3根（顶部两根、帮一根），测试结果报矿基建部门，基建部门一星期将上述情况171、汇总后报生产技术部门一次。四、质量管理职责：1、项目负责人质量管理职责：（1）、贯彻执行国家的安全法律、法规、法令、条例及上级主管部门的各项指令。（2）、执行公司的质量方针，对质量政策和目标的保持和实施负责。（3）、负责组织机构的建立，健全并保证其有效运转。（4）、对现场施工负组织、协调、管理责任，对实现施工质量要求负具体领导责任。（5）、确定并提供充分且适宜的饿基本资源（包括人力资源和专业技能、施工机具、检验、测量和实验设备、计算机软件等）。（6）、每月组织一次对质检管理部门检查工作，对质量保证体系的状况和适用性进行审查。（7）、负责所签合同的管理，定期检查合同落实情况。2、技术负责人质量管172、理职责：（1）、负责工程施工中的技术管理工作。（2）、负责编制单位工程组织设计，负责审批基建工程的施工技术措施、作业规程、质量计划。（3）、组织工程质量技术分析会，对重大问题做出技术决策。（4）、负责施工中纠正和预防措施的实施。（5）、负责施工措施工程、隐蔽工程的管理工作。3、质检组质量管理职责：（1）、参与质量计划的编制和审查，对运行情况进行检查。（2）、负责不符合项目审查处理工作，并纠正、预防哪个措施的贯彻，执行情况和效果进行跟踪检查。（3）、定期向项目经理报告质量趋势和质量活动动作情况。（4）、负责工程质量的检查管理工作，编制内部质量检查计划，实施质保检查。（5）、制定质保人员培训计划，173、包括培训时间、培训内容和考核要求等，负责对项目部全体职工的质量培训工作。（6）、有权向上级管理部门报告质量情况，并提出解决质量问题的办法。（7）、参与重要物项的验收和工程的中间及竣工验收。（8）、做好质保文件的收集、记录、整理、归档、保管工作。4、技术组质量管理职责：（1）、在项目部技术负责人领导下，负责编制施工组织设计和质量计划。（2）、组织对设计图纸、加工图纸以及业主提供的技术资料会审，并向施工队组作技术交底。（3）、负责编制施工现场调查报告、工程开工报告，对特殊施工方案组织研究和论证，并制定施工程序。（4）、参与物资和设备采购工作以及对物资供方的调查和重要物项的验收，负责对采购物资的送检174、及抽验的取样工作。（5）、参与工程的中间及竣工验收，负责对竣工资料的整理工作。（6）、负责现场施工变更管理，负责编制设计修改、材料代用等技术变更文件并监督实施情况。（7）、负责对施工中隐蔽工程、措施工程的实施工作。5、经营负责人质量管理职责：（1）、负责劳资管理工作，确保合格的劳动力资源。（2）、负责物资、器材的供应工作。（3）、负责合同的管理和评审工作，跟踪管理合同履行情况。（4）、负责编制年、季、月度施工计划。（5）、负责对施工工程预算、决算的管理。（6）、负责上报工程项目预算的执行情况和计划统计报表。6、材料组质量管理职责：（1）、负责编制物资采购计划、采购文件和采购合同。（2）、负责对175、采购物资的交贷进度进行控制，监督供方按合同要求保质、保量、按时交货。（3）、负责采购物项的标识，检验以及对不合格项的标识和处置，负责物项的储存、拨观、发放供应等。（4）、负责物资供应方面的外部各种联系。7、地测队质量管理职责：（1）、负责工程地质、测量方面的总体管理工作。（2）地质、测量的有关事宜保持对外联络。（3）、负责工程的地质预示、控制测量，为施工队组提供地质、测量成果指导工程施工。（4）、负责监督、检查施工队组执行地质、测量规程情况。（5）、负责工程地质、测量一起的调配、保管和维护管理。（6）、负责工程进度交换图的绘制填报。8、机电队质量管理职责：（1）、负责工程机电技术文件、资料管理176、和移交工作。（2）、负责设备维运，制定设备维护、保养、使用规程，并监督执行。（3）、负责的拟定设备维修并执行维修计划。（4）、负责参加会审施工组织设计（作业规程）、质量计划、施工技术（安全）措施等技术文件。9、掘进队质量管理职责：（1）、按照施工计划施工技术完成规定的施工任务。（2）、贯彻执行施工作业措施、安全技术措施等施工文件。（3）、负责对分项工程的自检和互检，及时处理和纠正不合格工程。（4）、负责工程施工原始台帐的管理。（5）、开展“QC”活动和技术革新活动，努力提高工程质量和工作效率。五、检验、实验和试验：1、材料的检验和试验：材料的检验和试验是按照额外公司质量手册中的“采购产品的检验177、和试验”要求进行。（1）、用于工程结构的产品如水泥、沙子、石子、钢筋、添加剂等材料在事用前必须进行检验和实验。（2）、材料的检验和实验，原则上在现场进行，由技术负责人组织。现场检验和实验能力的由技术组协助进行，送不地有资质的质检部门进行检验和试验。（3）、技术负责人根据对进货产品的验证记录“质量证明书”及出厂的检验和实验报告对进货产品进行确认，并在材料检验和实验认定记录上签署意见，合格产品由材料组在入库单上签字验收入库，不合格产品由材料组进行不合格标识，并禁止使用。2、产品和过程的检验和实验：产品和过程的检验和实验按照质量手册中的“施工过程的检验和试验”进行。（1）、过程检验和实验按分项工程、分部工程单位工程竣工验收集资进行。（2）、施工和验收人员应使用同一精度等级的检验、测量设备，并按有关规定定期检查。（3）、加强班组自检和分项，分部工程的检验，将不合格分项工程消灭在施工过程中。（4）、在分项、分部工程检验中发现不合格项，应立即进行处理，并执行不合格产品控制程序。