1、第一章 矿井概况和地质特征第一节 井田概况一、交通位置xx煤矿位于xx省xx市东南部，北距xx市45km，西距xx县城15km，东距京广铁路新郑站18km，属xx市东南的岳村镇、刘寨乡管辖。地理坐标为东经1133034 1133130北纬343143 343207。矿区内有xx集团xx煤矿铁路专用线通过，xx杞县公路在煤矿北部经过，西距xxxx公路5km ，矿区有乡间公路与主要公路相连接，交通十分便利。第二节 地质特征一、地层井田煤系地层被第三系及第四系覆盖，含煤地层有石炭系、二叠系，主要开采煤层为二1煤，位于下二叠统山西组内，根据地表出露及本矿井巷道揭露情况，结合该矿井田和临近矿区钻孔资料，2、现就于煤层有关的地层自下而上（由老至新）的顺序叙述如下：1、奥陶系（O)：矿区内未揭露该地层，据区域资料，本区内缺失上奥陶系（O3）。中下奥陶统岩性为厚层、巨厚层石灰岩，其次为白云质灰岩、泥灰岩及角砾状泥质灰岩等，底部为灰黄色薄层状泥灰岩，该组厚6085m，平均7Om。2、石炭系（C)中石炭统本溪组（C2b），自奥陶系灰岩顶到一1煤底，厚4.8624.75m，平均厚11.48m，为青灰色铝质泥岩，含红色铁质、及菱铁矿结核，具鲡状、豆状结构。极不稳定，属滨海相沉积地层。上石炭统太原组（C3t），自一1煤底至L9石灰岩底厚52.3284.19m，平均67.39m ，由下而上分为三段。（1）下部灰岩3、段：自一1煤层底至L4灰岩顶、由L1L4四层灰岩和砂质泥岩、细砂岩及一1一4四层煤组成，该段厚13.0136.32m，平均24.84m ，一1煤局部可采。（2）中部砂质岩段：自 L4灰岩顶至 L7灰岩底，厚5.9645.4m ，平均 27.25m ，由灰色、深灰色泥岩、砂质泥岩、细中粒砂岩、L6灰岩及薄煤组成。L5灰岩及一5一7煤不稳定均不可采。（3）上部灰岩层段：自L7灰岩底至 L9灰岩顶，厚7.2921.76m，平均15.96m 。由深灰色隐晶质灰岩、泥岩、砂质泥岩及两层不稳定煤岩组成。L7L9三层灰岩， L7灰岩稳定，厚3.4816.64m ，平均9.27m ，一8、一9两层煤均不可采。4、3、二叠系（P）山西组（Px）,自L9灰岩顶至大占砂岩顶的含煤和砂岩段：该段厚 80m 左右，下部为砂岩、砂质泥岩，为二1煤层的底板，中部为二1煤层，赋存稳定，全区可采。上部为灰色中细粒砂岩层，层面富含炭质、白云母片及泥质包裹体，钙质胶结，层位稳定，为二1煤的老顶板，是良好的标志层。下石盒子组（PXl)，厚85m左右为非含煤地层，主要由砂岩、泥岩、页岩组成。下中部为砂岩、泥岩，上部为砂质泥岩属远海型陆相沉积。上石盒子组（PS2)，厚度 150m左右。由灰色、灰白色、灰绿色细粒砂岩及灰紫、灰青、深灰色泥岩、砂质泥岩组成。4、第三系（N2)由黄褐色、综红色泥岩及灰色砾岩组成。厚度91.6179.05、米,平均124.9m，与下伏地层呈角度不整合接触。5、第四系（ Q )由马兰黄土（ Q3）和类黄土（ Q2）组成。底部含薄层砾石。在山岗地带分布不稳定，厚度0.249.3m 平均 17m左右。二、构造该矿井田内的地质构造主要以断层为主，影响该井田的主要断层有两条。1 、魏寨正断层：该断层为本井田与xx煤矿井田的自然边界，该断层伸展方向近 EW 向，区内伸展长度 150Om ，倾向北，倾角 6570，落差大于 200m，区内对该断层控制较严密。2、魏寨南正断层：该断层位于xx井田的南部，伸展方向 NE82，大致与魏寨断层平行，区内伸展长度 2200m ，倾向 S8E ，倾角 6570，落差 206、0220m ，区内对该断层控制较严密。受两断层的影响，可能会产生派生小断层，生产过程中应加强地质工作。区内无岩浆岩出露。三、煤层及其顶、底板岩性本井田含煤地层共含煤层 13 层，其中下二叠统山西组，含煤一层为二1煤（俗称大煤）。为本区主要可采煤层，区内二1煤层厚度0.9516.26m 平均煤厚5.74m。该矿煤层结构简单，局部含有夹矸，厚0.050.14m 。该矿井田内煤层厚度平均4.16m ，倾角 12。煤层的可采指数为1，为稳定可采的单斜煤层。二1煤层顶板：二1煤直接顶板为砂质泥岩，厚度4.2m左右，老顶为大占砂岩，厚度10.0m左右。二1煤层底板：有直接底板和老底板，直接底板为黑色砂质泥7、岩或泥岩，厚5.859.31m，间接底板为L7L8石灰岩。四、煤质特征二1煤层为黑灰黑色，玻璃光泽，以粉状、鳞片状产出，强度很低，手捻即成煤粉，易污手，下部有碎粒或块状煤。无烟煤视密度为1.38t/m3，贫煤视密度为1.32t/m3。由于二1煤层破碎，其宏观煤岩类型不易辨认。二1煤原煤灰分9.2219.62，平均13.86%；硫分0.280.43%，平均0.34%；干基恒容高位发热量27.4332.53MJ/kg，平均30.03MJ/kg；浮煤挥发份（Vdaf）值为8.9410.66%，粘结指数G值为01，胶质层厚度(Ymm)值为0。二1煤属低灰、特低硫、特高热值煤。结合区域煤类分布特征，二18、煤层大致以14线为界，以东为无烟煤，以西为贫煤。可作高炉喷吹及动力用煤或民用煤。五、瓦斯、煤尘及自燃性1、瓦斯根据本矿及邻近矿井和钻孔资料，根据2004年xx市矿井瓦斯和二氧化碳鉴定，该矿绝对瓦斯涌出量0.65m3/min，相对涌出量5.6m3/t.d，为低瓦斯矿井，但随着开采深度的增加瓦斯含量会有增加趋势。2、煤尘根据平煤集团通风实验室2004年11月对煤尘爆炸性和煤层自燃性鉴定结果，煤尘爆炸指数为18.05%，具有煤尘爆炸危险性。3、煤层自燃根据平煤集团通风实验室2004年11月对二1煤层自燃倾向等级进行鉴定，自燃鉴定为级，该煤层为不易自燃煤层。4、地温矿区内平均地温梯度1.93/100m9、，应属地温正常区不存在热害。5、地震本区地震动峰值加速度为0.05g，其地震设防应为VI。六、水文地质1、主要含水层根据地层时代，岩性及富水程度，矿区内共划分五个含水层组和四个隔水段。（1）奥陶系灰岩岩溶裂隙承压含水层；为灰色、浅灰色隐晶质灰岩，据钻孔揭露厚度52.29m，裂隙岩溶不甚发育，且被方解石脉充填。水位标高+176.12m。（2）太原组下段灰岩岩溶裂隙承压含水层：由L1L4灰岩组成，裂隙不发育，局部较破碎，水位标高+186.2m。（3）太原组上段灰岩岩溶裂隙承压含水层：该层为二1煤底板直接充水含水层，由L7L9三层中厚层灰岩组成，层位稳定。水位标高+174.98+178.05m。（410、）二1煤层顶板砂岩孔隙裂隙承压含水层：砂岩为细粒砂岩，系指二1煤以上60m范围内的灰色中细粒或中粗粒砂岩，局部裂隙发育，被方解石脉充填，为二1煤层顶板直接充水含水层，是弱的裂隙承压含水层，正常情况下，对开采二1煤层影响不大。（5）第三、第四系砂、砾孔隙含水层：第三系为白色、浅灰色泥灰岩，裂隙不发育，局部有溶洞，地表蜂窝状空洞发育。第四系为黄土状亚粘土和黄土状亚沙土，底部含钙质结核与透镜状碎石层，与第三系水有直接联系。2、隔水层（1）本溪组铝质泥岩隔水层，位于奥陶系灰岩含水层之上，主要为灰白色铝质泥岩，厚4.8624.7m，平均11.48m，隔水性好。（2）太原组中部砂泥岩隔水层：系指L4L7之11、间的泥岩、砂质泥岩，厚5.9645.4m，平均24.55m，该层位于太原组上、下段灰岩含水层之间，隔水性能良好。（3）二1煤底板隔水层；系指二1煤底板至L8灰岩顶的泥岩、砂质泥岩，细、粉砂岩等。一般厚10m左右。须指出的是，该层局部较薄或被断层切割，隔水性差，因此开采二1煤层时要特别注意其造成的水患。（4）二叠系中、上段砂泥岩隔水层：系指二1煤上60m起到上部基岩剥蚀面的二叠系上、下石盒子组。主要包括泥岩、砂质泥岩、细砂岩等，能有效隔阻地表水、浅层地下水进入矿井。3、矿床充水因素分析（1）目前矿井水主要充水来源于大气降水和地下水。-150m以浅主要为顶板水，-150m以深主要为底板水，水量较大12、。二1煤层为以底板岩溶裂隙充水含水层为主，单位涌水量虽然小于0.11L/s.m，但断层发育，断层导水性不清，水文地质条件应为中等。矿区水文地质勘查类型属三类二亚类二型，即以底板岩溶裂隙充水含水层为主的水文地质条件中等类型的矿床。（2）充水通道：矿区内的断层、裂隙和封孔质量差的钻孔都有可能成为矿井涌水通道，断层为主要涌水通道；其次当二1煤层底板水压力增大，隔水层较薄时，会引起底鼓突水；在裂隙发育处，突水事故发生的可能性就会增大。（3）矿井涌水量xx矿位于任岗井田北部，本井田内主要含水层为顶板砂岩弱含水层、石炭系上段薄层灰岩含水层、石炭系下段薄层灰岩含水层、奥陶系厚层灰岩强含水层。其中与煤层相近的13、石炭系上段薄层灰岩含水层水位标高在1984年为+174+178m，到2005年降为+105m，任岗矿与xx矿在矿井开拓工程中发现石炭系上段薄层灰岩在本区几乎不含水。xx矿一九九七年投产至今，对计算区块有影响的采空区面积为19800m2，采空区高程为-95150m，矿井涌水量为每小时40m3，水量稳定，跟大气降雨和底板岩溶水无发现有相关性，主要充水水源为 顶板砂岩水。相邻的任岗矿十多年生产情况与xx矿情况相一致，采空区面积为506400m2，采空区高程为-50-260m，矿井涌水量为每小时135m2，水量稳定，与大气降水及底板岩溶水无相关性，该矿井充水水源为顶板砂岩水。根据以上矿井水文地质情况，14、xx省煤炭地质勘察研究院用比拟法进行预算，这次技改设计，设计开采水平-230m水平开采区块正常涌水量为129.2m3/h，最大涌水量为207m3/h。第三节 巷道技术特征 运输下山开口标高为-116M（），方位角88，倾角-1830，净断面为9M。自开口做75M，然后变坡度，更换巷道断面。巷道变坡度为-27，方位角88，净断面为11.4M第二章 施工准备第一节 施工场地布置及要求一、生活场地设置在矿工业广场院内职工宿舍楼，由矿方统一安排安置。二、在工业广场布置压风机房。施工用绞车房。井口调度室，值班室，机电设备维修房。三、砼拌和站放在井口附近，要求将河砂，料石堆放场，水泥库布置在搅拌站附近，水15、泥库内应做防潮处理，拌合站要尽量利用有利地形，便于砂、料石及砼的运输。四、炸药由矿统一审批购买储存和发放等管理。第二节 劳动力准备根据工程要求组建强有力的施工队伍，管理人员由6组成，组织精干的施工力量及施工队伍，按每班最少作业人员11人计算，出勤率为90%，总配备人员为1130.9=37（人）。第三节 施工技术准备一、组织该工程所有机电、测绘、地质、矿建工程技术人员对施工图纸进行会审，精心编制施工作业规程，针对工程要求制定施工质量标准和安全措施。二、根据矿山井巷工程施工及验收规范CBJ213-90，工程测量规范CB50026-93、土方与爆破工程施工及验收规范CBJ201-83、煤矿井巷工程质16、量检验评定标准MT5009-94的要求备齐各种施工原始记录表。三、依据施工准备的实际情况及时如实填写开工申请报告单，经批准后立即开工。第四节 施工机具准备根据施工图纸要求，制定详细的材料，设备进场计划调定工程所需的配套设备，所需材料由供应部门及时统一货源，保证工程施工顺利进行。第三章 运输下山施工技术方案第一节 施工方案根据工程特点和矿方要求：结合施工队同类型巷道施工经验和设备情况及职工队伍技术素质施工技术水平，本工程采用炮掘，机械化运输提升、U型钢支护加锚喷、激光定向快速施工，采用 绞车提升，DY-60B型粑斗机装岩1.1M3V型矿车运输。第二节 施工方法一、施工方法：1、施工机具配备：施工17、机具配备：博飞J2经纬仪一台，激光指向仪一台，喷浆机一台，配料机一台。 2、掘进：采用普通钻爆法施工，全断面一次爆破，按规定布置掏槽眼，扩槽眼，辅助眼及周边眼，采用7655型凿岩机，一字型42mm钻头，22中空六角钢钎打眼，炸药采用2#岩石硝铵炸药，炸药规格35200mm重150g（工作面渗水时采用乳胶抗水炸药）雷管选用1-4段毫秒延期电雷管。延期长度不超过130ms，MTB-100型发爆器，按规定装药联线放炮。采用中深孔光面爆破，施工中根据岩性变化及时调整爆破系数，以保证最佳爆破效果，控制好两肩以后，根据中腰线定槽位，挂好垂线，砌墙、稳踏板，上拉条横撑木，操平找正。3、装岩：装岩是掘进工作中18、比较繁重的工作，一般情况下，装岩时间约占掘进循环时间的60%，因此提高装岩机械化水平是实现快速掘进的主要措施。采用绞车提升PY-60B型粑斗装岩机，1T矿车轨道运输至副井，为了避免损坏装岩机和保证装岩，效率，粑斗装岩机距工作面以15-30m为宜。当装岩距离过大时，应向前移动装岩机在移动之前，首先清理底板并铺好轨道。装岩时，为防止装岩机下滑，防安装机卡轨器外，还需另设斜撑于轨道上，并在其后放置地锚，将机身通过钢丝绳固定于地锚上。4、支护：采用U型钢+锚喷支护。第三节 提升运输管理一、铺轨质量好坏，关系到矿车运行安全。必须按永久铺轨的标准铺设施工用轨道。二、设KXL-1型声光信号装置，行车不行人，19、行车时，一切作业人员必须进入躲避硐内。三、使用声光信号，信号采用二级传送方式，井下信号先传至地面信号房，再由地面信号房传至绞车房。信号规定：一停；二上；三下；四慢上；五慢下。四、井下信号至地面信号房设置防爆电话：以便工作联络方便。五、运输下山内按规定设置“一坡三挡”防止跑车事故的发生。六、每天按规定进行提升钢丝绳检查，发现问题及时上报处理，磨损超限要及时更换。第四节 地质测绘工作一、测量工作1、首先对上级测量业务部门提供的测量基准及书面资料，尽快进行布点复测，当复测结果与资料的误差在规定的范围内时，以设计资料为准，如果误差超过允许范围时，需要与设计单位研究后修改。2、开工前，需建立自己的施工控20、制网。3、开工后测量工作，必须严格按照测量设计提出的要求进行，在实测中，应评定实测精度，若低于设计要求，应再次测量。4、近井点必须设在稳固的地点并用砼加以保护，防止移动和损坏。5、施工后在距离达到要求标准后及时安装激光指向仪，指向仪安装必须使用仪器标定。二、地质工作：1、施工过程中必须高度重视地质工作，根据地质情况变化，及时采取预防安全措施，以正确指导施工。2、开工前必须熟悉和研究地质报告，地质勘探资料，并作好必要的调查和分析工作。3、认真准确完善地提出各井巷地质预计图。4、根据原始地质资料及施工过程所掌握的地质资料情况及时为施工提供各种预报，修正地质断面图。5、移交生产前必须有完善的施工期地21、质资料汇总资料。第五节 揭煤层技术措施为确保安全施工，运输下山接近煤层时，必须严格按照煤矿安全规程的规定。具体如下：一、打钻掌握煤层赋存条件和瓦斯情况：当掘进距煤层10m时，停止掘进并成巷，用2k-100型煤矿安全型钻机，至少打两个穿透煤层全厚的钻孔，以便确切掌握煤层赋存条件和瓦斯情况，要求的岩芯。打钻孔从安设钻孔开始，地质技术员，经跟班作好原始记录，瓦斯人员跟班记录，准确掌握进度、岩性、见煤深度，煤厚等钻孔资料，作好当班记录和交接班，打钻结束后，及时编制地质图。二、打测定煤层瓦斯压力钻孔和测压。依据打钻所掌握的煤层赋存条件，距煤层5m即停止掘进并成巷，用2k-100型煤矿安全钻机与副斜井内沿22、煤层方向和倾向分到打孔75mm，测压孔各一个，测压孔穿透全煤层，每钻完一个测压孔即安设测压管。测压管不得堵塞和漏气，封口后16-24小时再接压力表。打测压孔时，地质、矿建技术人员和瓦检员要跟班作业，及时准确掌握好钻孔深度、角度、煤岩厚度。瓦斯变化情况，作好记录，班组向调度室报告。观测压力由瓦检员和工程技术员跟班，并作好记录，描绘瓦斯压力曲线图表，直至压力稳定24小时止。三、震动性放炮揭开煤层经排放瓦斯压力小于10个标准大气压后，按震动性放炮揭煤。震动性放炮的实质，就是在工作面打较多炮眼装较多药，全断面一次起爆揭开煤层，震动性放炮必须将所有的炮眼一次起爆，炸开石门全断面内岩层和煤层全厚，如果放炮23、未能揭开煤层，第二次放炮同样还是震动性放炮进行，直至全部揭开并通过若干米为止。在放炮前，掘进工作面排放瓦斯的钻孔，必须用黄泥堵塞，其填孔深度要超过炮眼深度。放炮只准使用带安全被筒的煤矿安全炸药。装药后，全部炮眼必须周密设计，选择、检查、保证不发生拒爆和瞎炮现象。震动性放炮炮眼布置原则：炮眼个数比一般性放炮多2-3倍，但具体眼数应就岩柱情况而定。煤眼和岩眼要交错相间排列：总炮眼数中，煤眼和岩眼个数比例大约为1：2；炮眼的密度，井筒的顶部一般少于下部，周边多于中部；炮眼深度一般超过欲揭岩柱和煤层厚度之和，岩眼底距煤层0.1-0.2米，不得透煤。但考虑钻眼时不易掌握，可在钻透后停止钻进，填塞0.1-24、0.2m的眼底炮泥。打震动炮眼时，技术人员跟班要求，要准确掌握好眼位、眼数、眼角以及深度。收集现场原始数据，绘制实际震动炮眼图。煤、岩眼分别编号，以利区别和避免误装。根据提供的钻孔资料及已揭露的岩石地质情况，揭煤前编制详细的“井筒揭煤施工技术安全措施”，经审批后严格贯彻实施。第六节 运输下山通过破碎带的措施一、撞楔法运输下山掘进可能会遇到局部严重破坏的岩石破碎带，在施工中，如遇这种情况，必须控制顶板岩石完全不暴露，撞楔法就是常采用的方法之一。在即将接触破碎带时，首先开始工作面架设2架支架，然后从后一架的顶梁下向前架支架的顶梁上打入撞楔，撞楔可用松木，槐木等木材制成，如用木板制成，则宽度一般不小25、于100mm，厚为40-50mm，前端削成三角形尖头，若用圆或半圆杆时，前端也要削成三角形尖头，以减少打入时的阻力，撞楔长度一般为1.5-2.5m。要排压打入，以免露顶，打击撞楔时最好使用木锤，避免把楔尾打裂。为防折断，不要一次把一根撞楔打的过深，以每次把楔打入100-200mm为宜，直至轮番分次打入到最终预定深度。由于井筒顶板有密排的撞楔超前护顶，因此就可以由工作面向前开始掘进，当掘进到打入撞楔的三分之一处，即可架设支架3，到撞楔的三分之二处即架设支架4，由于支架4的撞楔较高，为牢固的支撑撞楔前端，并为第二次打撞楔创造条件，可在支架4的上面架设一根横梁5，并以楔6打紧，二梁的间隙就作为第二次26、打入撞楔的导向入口，然后，依次法打入成排撞楔并掘进，架设支架，直到通过破碎带。用这种方法施工，每架支架都牢固可靠，并且前后支架之间用撑木，扒钉撑紧，以增加稳固性。第七节 防治水一、地面防水措施：为保证施工安全，防止涌水淹井事故的发生，施工首先从防止地面水渗入井下和探明水源两方面入手，并采取相应措施，防止地面水大量渗入井下的主要技术措施是：a、修筑排洪沟或截洪沟。B、夯实地表塌陷裂缝及填塞钻孔。二、井下防水措施：1、施工接近含水层时，必须坚持有疑必探的原则，超前探水距离5m。2、施工应实现安全、快速的标，并应根据水量预计资料中的涌水量数据，选择不同的施工方法和治理方案。涌水量小于10m3/h的含27、水层段，可采取强行通过施工方案。涌水量大于10m3/h的含水层，应采取预注浆堵水措施。当施工工作面发现有突水预兆时（如水温异常、涌水量增大、水色发浑、地压增大、出现雾气等异常现象），必须立即停止作业，同时报告调度室，以便采取有效措施，若情况危急，必须立即发出警报，及时撤出所有受水患威胁的工作人员，三、注浆施工技术：穿越破碎地层时，可能会遇到涌水，围岩垮塌等现象。根据经验，对不良围岩段进行注浆堵水，预加固围岩是实现井筒顺利穿越的有效、成熟技术措施。第八节 防汛1、施工现场所有临时设施均应建在地势高处，高出当地最高洪水水位线，生活区排水沟统一规划，确保下大雨水排泄。2、建立一支10人的防汛抢险队伍28、，制定联络方案。3、配足防汛器材，如水泵、水带、编制袋、工具等。第九节 冬、雨季施工措施 一、在冬、雨季来临之前，必须储备足够的施工材料、机具和配件。二、水泥必须存放在水泥库内，搅拌站必须设在大棚内，要求水泥库与搅拌站棚相连。三、砂、料石场必须硬化，同时必须设砂、料石储备棚，储备足够的材料，以满足冬雨季正常施工需要。四、场内及生活区主要道路，必须硬化以方便行人进行施工作业。第四章 辅助生产系统第一节 提升系统副井采用双码变频绞车提升。第二节 压风系统在地面建立集中空压站，配备空压机二台，一台工作，一台备用。压风管路从压风房至井下，在井口安装风水分离器。第三节 通风系统通风设备选型：施工选用DF29、215型对旋式局扇一台，一趟600mm胶质阻燃风筒组成压入式通风系统。1、需风量计算：按煤矿安全规程要求，煤巷最低风速0.25m/sQ需8.8m20.25m/s=3.2m3/s2、风筒风阻计算：R总8.88（千缪）3、风压计算：考虑30%漏风率，Q吸2.20.7=3.14m3/Sh全R总Q吸Q需=8.883.142.2=61.34m3/s4、风机选型：查DF215对旋风机风压风阻特性曲线，该机能满足上述要求，故选用DF215对旋风机，选用60020m胶质风筒，能满足该巷道长距离通风之要求。运输下山施工选用DF215型对旋式局扇一台，一趟600mm胶质阻燃风筒组成压入式通风系统。第四节 供水系统30、因运输下山施工、生活水源由矿方提供，井下供水管路通过50焊接钢管引至各用水点。第五节 排水系统在工作面后5m设一个水泵窝，工作面涌水通过潜水泵排入副井底水仓，再利用副井底泵房打上地面。一、管路选型：选用804无缝钢管。第六节 供电系统1、井下用电由平地变电所660V高压入井，直接向工作地点供电。并在井下总负荷开关侧接入一台JY82-3型检漏继电器作为漏电保护；井筒供电电缆沿井壁敷设至各用电点，信号等设备用电需配备信号照明综合保护装置一台。第七节 信号、通讯、照明系统一、井下工作面与信号房、井口信号房与绞车房设立声光通讯组合信号装置：井筒口及工作面前30米安装声光语音报警装置，安装行车指示灯，组31、成运输下山施工期间安全运输信号报警系统，从多方位保证行人和设备安全。二、井上、下通讯安装8门交换机，用于井下与地面的联络。地面通讯采用内线电话进行相互联络。第五章 施工进度、工期第一节 进度安排原则一、满足合同工期要求和设计中对施工要求。二、符合本标段工程的施工特点。三、施工进度指标按正常情况下选取。四、充分利用合同要求的工期安排施工，并将适当提前，以备在施工过程中不可预见问题产生后调整进度留有余地。五、说明：正常情况是指施工的地质变化没有对施工造成大的改变。如有非施工单位自身原因而影响施工进度的因素发生时，施工单位也必须主动采取有关措施并与业主商定调整进度指标和工期。第二节 作业方式运输下山32、施工采用“三八”作业制，每天三个班，每班工作8小时。两掘一喷。第六章 安全技术措施第一节 开门1、开门必须由专职测绘人员按照设计的坐标方位给好开口位置后，方准进行开门，否则不准开门。2、开门前，必须将开门所需物料备齐，防止开门过程中出现应急物料短缺，造成冒顶事故。3、开门施工必须班班有区队长或区队以上的干部，亲自现场指挥，否则不准开门。第二节 帮顶异常，破碎带，过旧巷1、施工中发现帮顶异常破碎带时，采用手掘的方法施工，手掘不动时，可采用浅打眼，少装药，放震动炮的方法施工，一次放炮炮眼数不准超过1个，每孔的最大装药量不准超过150克。2、帮顶异常破碎带，可采用挡半面，掘半面，半面半面掘进的方法施33、工。3、帮顶异常破碎带地点施工，必须架设牢固可靠的，掩护支架，严禁空顶下作业。4、帮顶异常破碎带地点施工，必须有区队长亲自现场指挥，否则严禁施工。5、顶板超高冒顶，碹上可采用木垛接顶，严禁闷顶或采用其它材料刹顶。6、探眼见水，立即停止施工，采取探放的措施，探放水措施另报。7、班班作业前，必须指派专人详细检查好工作面的帮顶情况 ，发现浮石必须及时撬掉，撬不掉的浮石及危石可采用爆破法处理掉，否则严禁施工。第三节 打眼、放炮1、打眼前把纤工必须详细检查施工现场的帮顶情况 ，发现浮、危石按第三项第九条内容执行。2、打眼前把纤工将纤稳固后及时退出工作面，以防断纤伤人，打眼过程中，掌子头不准任何人做其它工34、作或停留。3、打眼前，把纤工必须详细的检查工作面是否有瞎炮、残炮等，发现瞎、臭、残炮距原炮眼300mm以上打平行眼进行处理，严禁带隐患生产。4、交接班必须交待清楚工作面是否留有瞎臭炮等情况。5、炸药和雷管必须入箱上锁，严禁管药混放，每次放炮时，必须将管药移到警戒线以外的安全地点，当班剩余的管药，必须交返火工库。6、装药炮眼必须用黄泥封口，封泥长度不小于0.5m。7、不得放明炮及糊炮。8、放炮员必须经培训合格，取得资格证书，持证上岗，其它人员不准放炮。9、严格执行“三人放炮制”和“一炮三检”制，直孔放炮距离100m，拐直弯距离75m。第四节 通风措施1、班班必须设专职瓦斯检查员，经常检查各种有害35、气体的变化情况，各种有害气体超限必须立即撤出人员，进行处理，安全后方准作业。2、瓦斯检查员必须经过培训，取得合格证书，持证上岗。3、加强风筒管理，发现破口、漏洞及时进行贴补，风筒吊挂整齐，严禁一机两孔现象。4、局扇设专人管理，严禁随意停开风局扇，一但停风，必须由检查员详细的检查好，有害气体的变化情况，各种有害气体超限，必须由安全矿长配合瓦检员进行排放，并采取缓慢排出的方法进行操作。5、必须指派专人进行洒水灭尘，打眼时利用压水管浇灌，防止岩尘飞扬。第五节 机电与运输措施1、绞车道严格执行“行车不行人，行人不行车”制度，严禁扒、蹬车，以防造成事故。2、绞车道往下施工20米后，必须设好挡车闸，必须设36、置“一坡三挡”。绞车道施工，由开始使用绞车，工作面的铁轨上设牢阻车装置。3、行车道必须设有声光信号，每班必须设置把钩工，其它人员不准乱打点。4、各种司机必须持证上岗，接班后必须详细的检查好各种机械的各零部件，是否灵活好使，发现问题必须及时的进行处理，严禁带隐患作业。5、井下电气设备消灭失爆，电缆吊挂整齐，设备要穿衣上坑。6、电钳工必须经常检查该矿的电气设备，机械设备必须合乎标准，严禁带隐患生产。7、使用耙斗机出货时，耙斗机前方不准停留人员或作业。8、耙斗机开机前必须详细检查耙斗机的机斗及大绳，运行中是否能刮到其它机械与材料，发现及时将物料机械搬运到安全地带，否则耙斗机不准开机。9、耙斗机开机前37、，司机必须详细的检查好耙斗机的栏杆是否设好，以防耙斗机绳摔出人员。10、不准用耙斗机运送物料。11、绞车开机不准打飞轮，超速运转。12、把钩工挂钩前必须详细的检查好矿车的联结部位是否合格，保险锁是否灵活好使，否则不准打点。13、利用矿车及架子车运送物料时，不准超高、超宽、超长，运送物料前必须与绞车司机联络好，采用特殊信号，慢速运行，并将物料捆绑牢固，否则不准作业。14、电钳工必须经常定期检查绞车绳的磨损系数等，一经发现超标现象，立即停止绞车的运行，及时更换大绳。15、耙斗机开机，耙斗机前方不得停留人员或做其它工作。第六节 其它1、班班施工前严格执行敲帮问顶制度，发现危活石撬不动时，可采用爆破法38、进行处理，安全后方可正常施工。2、电雷管必须由爆破工亲自运送，炸药应由爆破工监护下由其它人员沿井筒上下。3、有水的炮眼，应使用抗水型炸药，装药后，必须把电雷管脚线悬空，严禁电雷管脚线，爆破母线与电气设备以及各种机械等导体相接触。4、遇水使用水炮泥，水炮泥外剩余的炮眼部分用粘土炮泥可用不燃性的，可塑性松散材料制成的炮泥封实。5、放炮操作时，放炮员必须坚持自联、自放，放炮时必须呼喊，使施工地点附近的人员都能知道放炮，做好防范措施。6、喷浆时遇有顶、帮漏水、涌出等现象时，采取疏、堵、截的方法进行处理，壁后挂灰、顶板上部利用塑料布盖好，保证浆体不被冲刷。8、喷浆时遇顶板有渗水现象时，壁后挂灰的灰浆可渗入5%速凝剂或玻璃水，加快灰浆凝固的速度，保证喷浆的质量。9、局扇风筒末端距迎头的最大距离不得超过5米。10、影响施工不可预测的地质构造，另行制定安全技术措施。11、其它方面严格按煤矿安全规程、操作规程贯彻执行。