1、1.2Mta煤炭的大型矿井工程机电设备安装、通风系统施工方案编 制： 审 核： 批 准： 版 本 号: ESZAQDGF001 编制单位： 编 制: 审 核： 批 准： 二XX年X月目录xx工程1施工方案1前 言150.1 矿井施工组织设计的指导思想150.2 施工组织设计的编制原则160.3 施工组织设计的编制依据160.4 施工组织设计的编制范围172形成矿井投产所必须的十九个主要系统：170.5 本施工组织设计的主要技术经济指标181矿井设计生产能力：1.2Mt/a。188矿井建设总工期23个月。180.6 有关问题的说明与建议193井巷开工顺序194矿井建设工期195矿井土建206矿井2、建材20第一章 地质条件及初设概况201.1地质条件201.1.1地理位置及矿井周边概况20兼并重组前各矿现状22井田周边矿井概况26兼并重组后可利用的设施及设备281.2兼并重组的条件29资源条件291、井田地质勘探程度及地质报告批准文号292、区域地质293、矿井地质30煤层及煤质341、含煤地层342、含煤性353、可采煤层354、煤层对比375、 煤质3803号煤层：392号煤层：394号煤层：405号煤层：406号煤层：409号煤层：402号煤层：粘结指数（GRI）：0，胶质层(Y)为0mm；43、其他开采技术条件441、煤层顶底板工程地质特征442、瓦斯453、煤尘爆炸危险性4643、煤的自燃倾向465、地温46井田水文地质461、井田地表水体及河流462、井田含水层473、主要隔水层484、含水层的补给、径流、排泄485、矿井充水因素分析496、水文地质类型547、 矿井涌水量预算54外部条件541、外运条件分析542、电源情况553、水源情况554、主要材料供应55资源整合条件综合评述及可行性分析551.3 矿井设计概况561.3.1 井田境界及可采储量561.3.2 设计生产能力、服务年限561.3.3 井田开拓57井筒63井底车场及硐室66大巷运输及设备66采区布置及装备68通风和安全75提升设备79通风设备80排水设备80压缩空气设备80瓦斯抽放设备81地面生产4、系统82辅助设施83地面运输84总平面布置和防洪排涝84电气87地面建筑88技术经济88第二章 矿井建设前期准备工作912.1 征地及工业场地平整912.1.1 征地912.1.2 场地布置922.2 交通运输932.2.1 交通现状932.2.2 场区间联络公路93风井公路93矸石公路94爆破材料库公路942.2.6 35KV变电站公路942.2.7 施工计划942.3 供水942.3.1 供水系统942.3.2 排水系统952.4 供热、采暖952.4.1 供热方案952.4.2 热力管网铺设962.5 临时供电962.6 矿井近井点测量及十字基线点测量962.6.1 测量完成情况962.5、6.2 提交资料962.7 前期施工图供应972.7.1 临时工程图纸972.7.2 永久工程图纸972.7.3 准备期图纸供应972.8 永久建筑及设施的利用972.8.1 永久工程利用方案972.8.2 永久建筑与设施的利用计划982.8.3 合理使用永久建筑的措施982.9 临时建筑及临时设施982.10 准备期工程及投资982.10.1 准备期工程982.10.2 准备期投资99第三章 矿建工程993.1 井筒施工方案993.1.1 工程概况993.1.2 井筒技术特征1023.1.3 井筒施工方案及施工方法1043.2 井下巷道和硐室工程施工1173.2.1 设计特征1173.2.26、 施工方法和施工顺序1183.3 施工技术要求1193.3.1 混凝土质量控制1193.3.2 普通钻爆法掘进1223.3.3 锚网支护技术要求1233.3.4 喷射砼技术要求1253.3.5 铺轨技术要求1253.3.6 水沟技术要求1263.3.7 过断层及构造带施工措施1263.3.8 探、揭煤措施1263.3.9 防洪、防雷电措施1283.3.10 冬、雨季施工措施1283.4 施工安全措施1283.4.1 准备工作1283.4.2 打眼1293.4.3 装药、放炮1303.4.4 排矸1333.4.5 支护1453.4.6 一通三防1463.4.7火工品管理150第四章 矿井施工主要7、辅助工作1534.1 提升1534.1.1 副斜井提升设备1534.1.2 主斜井提升设备156建设二期工程的提升1604.2 供电1601、供电系统技术特征1602、地面变电所1613、井下供配电1623、技改过程中的供电方案：1644.3 排水1644.3.1 凿井时期的排水164水泵技术参数如下1654.3.2 建设二期工程的排水（主要说明顺槽掘进排水）1654.4 压风1654.4.1 凿井时期的压风系统1654.4.2 压风机站选型1664.4.3 建设二期工程的压风系统（主要说明顺槽掘进供风）167二期工程施工时，在井口附近建造一个临时压风机站供井下施工用风。压风机站配备二台型号为8、DLG-250单螺杆式空气压缩机，一用一备。压风站和地面压风干管选用108mm4m钢管，沿副斜井大巷用108mm4m钢管连接，顺槽至工作面掌头用2寸管连接。1674.5 通风167一、通风方式及通风系统167二、掘进通风及硐室通风167三、矿井风量、风压及等积孔的计算167A=0.38Q/h0.5176四、通风设施、防止漏风和降低风阻的措施。1764.6 井上、下照明、通讯及信号1774.7 井上下运输、地面排矸及工程煤处理1771、井上下运输1774.7.1 井上运输及地面排矸1784.7.2 井下运输1784.7.3 工程煤处理178第五章 土建工程1795.1 工程概况179（一）生产区9、179（二）行政生活区1795.2 施工部署1801. 施工区的划分1802. 施工队伍的选择1803. 各种资源的合理配置1805.3 施工管理1805.4 主要建筑的施工方法1815.4.1滑模施工1815.4.2框、排架结构施工1845.4.3 钢结构施工1885.5 施工总平面图1895.5.1 布置原则1895.5.2 布置依据1905.5.3 施工场地布置1905.5.4 工业场地平整1905.5.5 永久建筑的利用1905.5.6 大临工程1915.5.7 场内运输及道路1915.5.8 场区管线施工安排1915.5.9 场区排水、防洪1915.5.10 建井期间环境保护191510、.6 安全、质量、工期和文明施工措施1925.6.1 安全施工措施1925.6.2 质量保证措施1935.6.3 文明施工措施1935.6.4 保证工期措施194第六章 机电安装工程1956.1 工程量1956.2 工程排队1956.2.1工程排队的原则1956.2.2工程排队依据1956.3 主要安装工程的施工方法1976.3.1 35kV变电所、两座10KV永久变电所的安装1976.3.2 主井永久胶带机安装1976.3.3 副井永久提升机安装，1996.3.4回风立井主扇的安装2006.3.6井筒装备2016.4 施工技术管理与安全质量措施202拟投入的主要施工机械设备表203第七章 矿11、井建设总工期2077.1 施工准备工作2077.2 矿井建设方案及设计移交生产标准2087.3 三类工程的施工顺序和施工组织的基本原则2087.4 井巷工程施工2097.4.1 井巷工程施工进度指标2097.4.2 重要时刻2107.4.3 单位工程接续施工线路安排2107.5 机电设备安装工程进度和工期安排2117.5.1 机电设备安装工程排队的原则2117.5.2 安装工程概况2117.5.3 主要机电安装工程施工顺序安排2127.5.4 对矿建、土建工程的要求2127.6 土建工程综合进度和工期安排2131. 工程量：根据初步设计，主要工程量为：2132. 工期213第八章 矿井建设的技12、术进步、节能与环境保护2148.1 新技术、新工艺、新装备的应用2142采用中深孔光面爆破技术。2144在建设过程中全面推行自动化、信息化与机械化。2148.2 科研攻关项目2141. 软岩支护技术的研究和运用：2148.3 建井期间的节能工作2148.3.1 节电措施2158.3.2 采暖、供热节能措施2158.3.3 节水措施2158.4 矿井建设期间的环保与绿化2168.4.1 空气污染防治措施2168.4.2 水污染防治措施2168.4.3 噪声污染防治措施2168.4.4 固体废物排放及处置措施2178.4.5 水土保持方案217第九章 建设资金与劳动力2179.1 劳动力计划21713、9.2 逐年投资计划2189.3 矿井建设期间降低造价、提高经济效益的措施2187. 主要技术经济指标见表。219第十章 矿井建设的组织与计划22310.1 组织管理22310.1.1 项目管理组织形式22310.1.2项目管理机构的职责范围22410.2 工程招标与合同管理22610.2.1 招、投标的范围22610.2.2 招、投标的组织领导22610.2.3 承发包方式22610.2.4 合同管理22710.3 投资控制22810.3.1 设计阶段的投资控制22810.3.2 实施阶段的投资控制229投资控制程序图23010.4 工期控制2302. 进度目标2313. 实行目标工期管理214、314. 工程进度的监督、检查和平衡23210.5 质量控制23210.5.1 工作质量保证体系23210.5.2 质量监督检查体系23510.6 技术管理23610.6.1 设计交底与图纸会审23610.6.2 技术管理制度23710.6.3 施工图供应23910.7 计划管理23910.8 物资供应管理24010.8.1 供应工作组织机构24010.8.2 设备供应24010.8.3 材料供应24110.9 文明生产、文明施工管理24110.9.1 现场厂容、厂貌布置24110.9.2 生活卫生24210.10 施工安全管理24310.10.1 安全管理制度24310.10.2 矿山救护215、4410.10.3 脚手架24510.10.4 “三安”安全保护措施24610.10.5 施工用电安全24710.10.5 施工用电安全24710.10.6 火灾的预防与处理24910.10.7 井下防水25310.10.9 工业卫生26210.10.10 安全管理网络26210.4 职工培训26210.4.1 基建职工培训26210.4.2 生产人员培训263第十一章 生产准备与矿井移交26411.1 矿井移交标准与移交方案26411.1.1 矿井移交标准26411.1.2矿井移交方案26411.2生产准备工作26411.2.1 施工单位移交生产前的准备工作26411.2.2 建设单位接产前16、的准备工作26511.3 联合试运转及试生产26611.3.1 试运转与试生产目标26611.3.2 试运转及试生产的主要范围26611.3.3 试运转、试生产的程序、内容及要求26611.3.4 试运转、试生产的检查依据和内容26611.3.5 试运转及试生产的组织工作26611.4 矿井竣工验收26711.4.1 竣工验收范围26711.4.2 竣工验收依据26711.4.3 竣工验收的标准267前 言XX资源整合煤矿是一座设计年产1.2Mta煤炭的大型矿井，它的建成必将对矿井建设地区的经济发展有着重要意义。如何对全矿井矿、土、安三类工程组织实施，全面顺利建设是本矿井施工组织设计的任务。矿17、井的施工组织设计是科学地组织和指导矿井施工的重要文件，是编制计划、组织企业内部技术经济活动的主要依据。鉴于煤矿建设的特点是地面与地下联合作业，矿建、土建、安装三类工程交叉施工，交通运输、住房、供电、供排水、排矸、通讯和土地征购等准备工作量大，外部协作单位多，施工技术及组织工作复杂。因此，XX公司在建设之前必须周密地研究施工方法，合理地安排施工顺序，提出确保安全施工的措施，有效地组织技术保障，施工力量和建设资金、设备材料的供应，特别是地产材料的供应，妥善布置施工场地总平面，编制出符合本矿实际的矿井施工组织设计。 0.1 矿井施工组织设计的指导思想结合XX省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室文件18、（XX重组办发200919号），按照“资源整合、关小上大、联合改造、淘汰落后、优化结构”的指导方针重组整合的精神，在坚决贯彻执行国家及XX省人民政府关于煤炭工业建设、生产、安全的法律、法规、规程、规章、标准和技术规范等的前提下，充分体现煤炭工业的技术政策及产业政策，结合矿井的资源和外部条件，合理布置矿井的开拓开采系统，在充分满足矿井安全生产要求的前提下，简化地面生产系统，适当减少行政、福利设施，坚持求实、创新、效益的原则，根据煤业有限公司的实际情况，以尽早投入生产为基本点，力争通过精心设计和充分依靠科技进步及科学管理，将该矿井建设成开发规模合理、安全生产条件好、机械化装备水平高、见效快、效益好19、初期投资少的现代化矿井。0.2 施工组织设计的编制原则1在保证各生产系统和生活服务设施全部完成的基础上，尽可能缩短矿井建设工期，力求达到投资省、质量好、工期短、早出煤的目标。2认真研究施工方案及施工方法，对矿井建设期间的各种重点工程施工方案应从经济、技术上进行充分论证的基础上选定，切实做到科学设计、精心施工。3合理确定矿、土、安三类工程施工进度指标，本着实事求是的态度，参照全国近年的进度指标及工期定额指标和国内先进矿区近年来施工进度的实际，确定本矿井矿建设施工进度指标。4合理安排施工顺序，在正确选择经济合理的施工方法和方案的基础上，认真分析矿井建设主要矛盾线，对矿、土、安三类工程进行综合排队20、，确定矿井建设总工期。5合理采用和推广国内外行之有效的先进技术和经验，选用成熟配套的施工设备。6尽量利用永久建筑和永久设施建井，严格控制大临工程，以达到缩短工期、降低造价、提高工程质量和投资效益的目的。7建设资金、劳动力的合理安排，在初步设计概算总投资及效率的基础上编制逐年投资计划。0.3 施工组织设计的编制依据（一）XX省煤炭地质148勘查院2010年10月编制的XX煤业有限责任公司 兼并重组整合矿井地质报告及批复文件。（二）根据XX省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室XX重组办发200919号文件关于XX市XX县煤矿企业兼并重组整合方案（部分）的批复。（三）XX省煤炭工业局文件XX规发221、006269号关于加强煤炭资源整合矿井建设项目管理的通知。（四）XX省XX县水务局关于XX煤业有限公司白石沟XX段的水文情况说明。（五）XX省国土资源厅2011年12月11日下发的采矿许可证。（六）XX省煤炭工业XX设计研究院编制的XX煤业有限责任公司 兼并重组整合矿井初步设计及批复文件。（七）现有生产系统，井筒、设备和设施等有关图表资料，以及外部协作的意向意见；（八）煤炭工业矿井设计规范、煤矿安全规程等国家有关煤炭工业的规程、规范和技术政策。0.4 施工组织设计的编制范围本施工组织设计的编制范围和内容包括：1按批准的矿井初步设计完成矿井投产标准所规定的全部井巷工程。2形成矿井投产所必须的十九22、个主要系统：1）井筒；2）井底车场巷道及硐室；3）主要运输道及回风道；4）采区；5）提升系统；6）排水系统；7）通风系统；8）压风系统；9）地面生产系统；10）安全技术及监控系统；11）通讯调度及计算中心；12）供电系统；13）地面运输；14）室外给排水及供热；15）辅助厂房及仓库；16）行政福利设施；17）场区设施；18）居住区；19）环境保护及“三废”处理0.5 本施工组织设计的主要技术经济指标1矿井设计生产能力：1.2Mt/a。2矿井现保有资源/储量8995万t，设计可采储量4131万 t，矿井设计服务年限为24.6a，其中一采区服务年限7.6a。3井田开拓方式：斜井开拓，初期布置有主斜23、井、副斜井、进风立井和回风立井。中期在井田中部新增一对2号进、回风立井，后期在井田西南部再新增一对后期进、回风立井。4水平划分及水平标高：根据主、副斜井落底8号煤层的标高和井下开拓巷道的布置，全井田东部4、5、6号煤层以+905m水平开采，8、9号煤层以+850m水平开采；井田古空区以西的4、5、6号煤层以+900m水平开采，8、9号煤层以+780m水平开采。5矿井投产时在+905m水平4号煤层布置一个首采工作面和一个预抽工作面，同时根据矿井的采掘衔接在4号煤层布置两个顺槽综掘面和一个顺槽普掘面。矿井以一井一高效生产面(加一预抽面)和三个掘进面保证矿井的年生产能和正常接替。6矿井移交生产及达到24、设计产量时，新增井巷工程量为15895.8m，其中刷大的井巷工程量为989.4m，利用的井巷工程长度为1289.1m。井巷掘进总体积236180.7m3，其中硐室体积11590.5m3，万吨掘进率为132.5m。7矿井职工在籍总人数653人，矿井原煤全员效率8.5t/工。8矿井建设总工期23个月。9矿井项目建设总造价为51866.74万元，吨煤投资为432.22元。项目建设总资金为53169.74万元，其中：井巷工程投资为12755.50万元；土建工程投资为7527.44万元；设备及工器具购置投资为11589.32万元；安装工程投资为9501.88万元；工程建设其他费用投资为4696.41万元25、；基本预备费投资为3224.94万元；建设期贷款利息为2571.25万元；铺底流动资金为1303.00万元。10税后财务内部收益率29.73，税后投资回收期4.86a，投资利润率30.04，投资利税率41.36，盈亏平衡点41.47。0.6 有关问题的说明与建议1、井田内2号煤层基本上采完，其余各煤层在井田中部均有大面积的古空区，采(古)空区积水是本矿的一大安全隐患，在掘进和回采时必须进一步查清各煤层的采掘情况以及积水位置、范围，并进行探放水，坚持“预测预报、有掘必探，先探后掘、先治后采”的原则，并按照煤矿防治水规定编制矿井水文地质类型划分报告，制定防治水措施，确保矿井安全生产。2、井田中部各26、煤层均有面积较大的古空区，矿井工业场地位于古空区之上，我公司已委托阳泉新宇岩土工程有限责任公司编制XX煤业有限公司矿井工业场地采空区治理设计，确保矿井工业场地下古空区得到有效的治理，保证工业场地内各建筑物不受到古空区的影响。建设前必须有效的治理好古空区后再进行施工，确保工业场地内各建筑物安全施工和井筒的有效保护。3井巷开工顺序由于本矿井建设周期较短只有23个月，应合理确定井筒的开工顺序及时间间隔。根据本矿实际情况确定，由于行人进风井、副井系为原有井筒；主井原有装备有带式输送机，副井原有装备提升绞车。在主井施工前可直接施工井下巷道。4矿井建设工期本矿井是一座大型矿井，建设所需资金、设备器材及人力27、方面数量较大。为了实现本设计安排的合理工期，应在投资、设备等各方面给予充分保证，若不能按设计规定的计划按时供应，合理的工期就难以实现。为了保证矿井建设按设计工期35个月建成，对担负井筒、主要硐室、大巷、顺槽与综采、综掘等重要工程的施工、安装人员，要加以认真的组织培训。根据矿建工程计划安排，在确保电力和通风能力的前提下，尽早使用综掘设备，并尽可能多上几个掘进工作面进行平行作业，以加快施工进度。5矿井土建本矿井建设工期为35个月，由于该地区的霜冻时期较长，一年中合适土建工程施工的时间仅8个月左右，因此，土建工程是本项目能否在此期间建成的关键因素。6矿井建材矿井建设所需的主要建筑材料，除砖、瓦、沙、28、石等地产材料，可由当地或附近地区解决供应外，其余如钢材、木材及水泥均需从外地采购，价格较高，这对降低造价是不利的。同时对材料供应工作提出了严格要求，要确保施工第一线材料及时不断得到供应。第一章 地质条件及初设概况1.1地质条件1.1.1地理位置及矿井周边概况1、交通位置井田位于XX县xx镇后窑村、碾底村、西沟村一带，行政隶属于XX县xx镇管辖。其地理坐标为：东经11215061121957，北纬373843374048。307国道、xx（xx段）高速公路、XX至xx高速公路从井田外东部4.5处经过，矿区有XX至古交公路通过，矿区距307国道约6.5km，距XX县城约5km，交通较为便利，交通位29、置图见图。图1-1-1 交通位置图2、地形地貌井田地处晋西黄土高原，地形复杂。地势总体东、西高，中间低的态势，最高点位于矿井中西部的马鸣山，标高+1295.9m，最低点位于矿井中南部的沟谷中，标高为+917.0m，最大相对高差为378.9m。属剥蚀低中山区。岩石裸露，沟谷纵横，较大沟谷为白石沟，呈北西-南东向从井田西南经过，主沟两侧大小冲沟发育，多呈V字形，沟岸陡峻。3、河流矿井属黄河流域汾河水系，矿井内没有常年性河流，只有白石沟汇集沿途泉水，可有涓涓细流，雨季时才有急湍山沿沟排泄注入汾河。汾河位于井田东8km处，由北向南迳流。它发源于晋西北管涔山。迳流至兰村入XX盆地，根据上兰村水文站观测资30、料，汾河最大流量1940m3/s，最小流量200m3/s。多年平均年迳流量6377105m3。具有明显的干旱区河流特点，流量随降雨量多少变化较大。4、气象及地震情况本矿井地处晋西黄土高原，为温带大陆性气候，四季分明，昼夜温差大，冬季寒冷干燥，春季干旱无雨，夏季炎热多雨，秋季温度适中。年平均气温10.4，最高气温在七月份，平均温度24，最低气温在一月份，平均温度-4.9；年降水量在249.5mm495.7mm之间，多集中于七、八、九三个月内。年蒸发量在1715.6mm2047.6mm之间；无霜期约190天，全年冻结期为当年10月中旬至次年3月底，最大冻土深度0.69m，全年春、夏两季多为东南风，31、秋、冬两季多为西北风，最大风速可达28.5m/s。根据中国地震动参数区划图(GB50011-2001)建筑抗震设计规范，本区地震动峰值加速度为0.15g，地震基本烈度值为VIII度。据记载，本县徐沟一带曾发生过6级地震。5、当地经济概况XX县辖4镇5乡1个街道办事处，共193个行政村，是以工矿、蔬菜、水果及农副产品等多种经营、全面发展的一个经济强县。特别是通过近年的建设该县，已发展成为我省重要的煤焦生产基地，形成了以煤炭为主，兼有焦化、建材、机械、化工等行业的工业体系。2004年全县国民生产总值为52亿元人民币，财政收入7.68亿元，人均年收入2560元。XX县主要矿产为煤炭，储量资源丰富。此32、外铝土矿、石膏、铁矿等资源蕴藏也较丰富，但埋藏较深。兼并重组前各矿现状1、资源重组前各矿现况该矿属于兼并重组矿井，由原平口煤矿、原XX煤矿、原西沟煤矿、原洛池渠煤矿4个矿井整合而成，各矿情况分述如下：XX县平口煤矿平口煤矿始建于1958年，1959年投产，企业性质为地方国有，1997年矿井租赁经营。矿井原有两个坑口，一坑开采8号、9号煤层，二坑开采2号煤层。二坑由于2号煤层西部大部分为古空所破坏，无法生产，与2004年关闭。一坑现开采8号煤层，2006年矿井核定生产能力为13万吨 /年。井田东西长2.9km，南北宽2.0km，井田最大面积5.6456km2，批准开采2号、8号、9号煤层。2，有33、效期限为：2007年1月至2012年1月。安全生产许可证。证号为（晋）MK安许证字2007D0908Y1B1；单位名称为XX县平口煤矿；主要负责人为张保珍；单位地址为XX市XX县马峪乡后窑村；许可范围为煤炭开采，开采8号煤层，许可能力15万吨/年；有效期限为2007年4月23日至2010年4月23日。煤炭生产许可证编号为x；煤矿名称为XX县xx煤矿；工业广场地址为XX省XX市XX县xx乡；开采煤层为8号；开拓方式为斜井开拓；提升方式为带式输送机，串车；运输方式为带式输送机，无极绳；采煤工艺为炮采；生产能力为13万吨/年；有效期限为2008年1月26日至2013年1月30日。批准的井田范围由以下34、坐标点依次连线圈定：2号煤层1、X=4170460 Y=196147802、X=4170584 Y=196155003、X=4171244 Y=196155004、X=4171570 Y=196175805、X=4172908 Y=196173006、X=4172505 Y=196148157、X=4172000 Y=196149808、X=4171650 Y=196145159、X=4169572 Y=196192968号、9号煤层1、X=4170460 Y=196147802、X=4170932 Y=196176753、X=4172908 Y=196173004、X=4172505 Y=135、96148155、X=4172000 Y=196149806、X=4171650 Y=19614540井田东西长2.9km，南北宽2.0km，井田最大面积5.6456km2。矿井采用斜井与立井混合开拓方式，主、副斜井进风，立井回风，主斜井担负矿井的出煤，装备有DT1000型皮带运输机，功率110kw，副斜井担负矿井运料、出矸，装备有2JT-1600型提升绞车。井田内各主要煤层正常开采时主要受各自顶板含水层影响，由于井田内煤炭开采历史久远，老窑采空积水严重影响煤层的开采。井田内隔水层主要是以泥质岩类，平行复合于各含水层之间，起层间隔水作用。据调查平口煤矿日涌水量在260m3左右，主要为古空积水流36、入或渗入，各煤层富水性弱。最大涌水量15m3/h。矿井供水依靠地表的小泉水，供生活使用。XX县XX煤矿XX煤矿始建于1980年，1984年底竣工，1985年投产，为XX县碾底乡乡办集体企业，2006年企业改制矿名变为XXXX煤矿有限公司（原名为XX县xx乡煤矿）。批准开采煤层为2、6号煤层，设计生产能力为15万t/a，核定生产能力为15万t/a。批准井田范围由下列坐标点依次连线圈定： 1、X=4171390.00 Y=19612630.002、X=4172722.00 Y=19614232.003、X=4172410.00 Y=19614555.004、X=4172530.00 Y=1961437、675.005、X=4172445.00 Y=19614760.0006、X=4172323.00 Y=19614645.007、X=4172000.00 Y=19614980.008、X=4170600.00 Y=19613180.00井田近似呈一长方形，走向长2.16km，倾向宽1.08km，井田面积2.1931km2。井田内发育两条大断层和六个陷落柱，碾底断层落差为3070m，沿井田中部穿过，对采掘布置有一定影响，未发现岩浆岩侵入现象，综合分析井田内地质条件类型属中等类型。井田内主要可采有2号、5号、6号、8号、9号煤层，共5层，均属稳定可采煤层，煤层平均总厚度为10.29m。矿井涌水量38、：在年产15万t/a的开采中，日涌水量为150m3。供水水源：该矿目前供水水源取自第四系冲积层，同时对矿井排水进行二次利用作为井下用水及地面消尘。XX县西沟煤矿1、 X=4171390 Y=196126302、 X=4170600 Y=196131803、 X=4169950 Y=196121304、 X=4170610 Y=196116705、 X=4170340 Y=196121156、 X=4170950 Y=19612093开采深度由+950m至+860m标高。井田形状多边形，南北宽1.45km，东西长1.40km。井田面积为0.9552km2，矿井生产规模为15万吨/年。井田内可采煤39、层为2、4、5、6、8+9号煤层，根据煤质特征，井田内2、4、5、6、8+9都为贫煤，可作为动力用煤。现井田内共有主、副斜井共两个，主、副斜井井口间距45m，井筒采用斜井开拓。矿井采用壁式采煤法，一次采全高全部跨落式顶板管理。目前矿井开采煤层，现在2号煤层井田南部布置一个采煤工作面（编号2237），井田北部布置有两个掘进工作面（编号2206运输顺槽和2206回风顺槽），矿井正常涌水量10m3/d, 最大涌水量30m3/d，揭露断裂构造及陷落柱时未见明显的出水现象。矿井水文地质条件总体属简单。XX县洛池渠煤矿1、 X=4169843 Y=196108602、 X=4170610 Y=19611640、703、 X=4169950 Y=196121304、 X=4169270 Y=196112035、 X=4168930 Y=196107106、 X=4169450 Y=19610460井田呈斜长条形状，东西宽1670m，南北长1680m。井田面积为1.1786km2，批准开采03、2、4号煤层，矿井生产规模为21万t/a。西南邻东于煤矿，东北邻西沟煤矿，东南为泽于河煤矿，西北无井田。现井田内有主、副斜井共两个，井筒采用斜井开拓。井田内总体构造形态单斜构造，只在西南发育一宽缓背斜构造，地层总体走向NW，倾向SW，倾角3-5。在2号煤采掘过程中揭露4条1.5-10m的正断层，井田内无岩浆侵入，41、在2号没开采时未发现陷落柱。井田周边矿井概况XX矿井兼并重组后，北接平太煤矿，西南连东于煤矿，南与李家楼煤矿交界，东南与南峪煤矿接壤。四邻关系图见插图1-2-2。1、李家楼煤矿：为XX东山煤矿有限责任公司所办的煤矿，位于XX公司井田南部，井田面积8.3502km2,批准开采2、4、6、8号煤层，地质储量16875万吨，设计生产能力120万吨/年。采用斜井与立井联合开拓，采煤方法为壁式炮采落煤，一次性采煤层全高，工作面单体液压支柱支护，大巷坑木支护，矿车运输，主井绞车提升，全部垮落法管理顶板，中央并列抽出式通风，井下涌水量不大，属高瓦斯矿井，井田内各煤层均为不易自燃煤层，且各煤层煤尘均不具有爆炸42、性。据区域水位标高推测，井田奥灰水水位标高为+920m，井田内8号煤层最低标高+600m，矿井目前处于基建期间，基建期间的井巷工程目前还未完成，规划设计的回采工作面还未开拓，不具备生产条件，井田内各煤层均为实体煤，不存在积水，两矿界之间有两条超过10m的断裂构造，李家楼煤矿对本井田的煤炭开采不存在安全威胁。2、x煤矿：位于XX公司井田西部，为县营集体煤矿，1956年建井，1958年投产，井田面积9.78km2 ，批准开采井田内2、4、8、9号煤层，设计生产能力30万t/a，现生产能力10万t/a，开采井田内2、4号煤层。建井时采用斜井、竖井混合开拓，1998年以后，又建一对斜井开拓，该矿采用斜43、井、竖井混合开拓，采用壁式采煤方法，炮采落煤，井下运输为矿车、绞车提升，工作面采用木柱支护，机械抽出式通风，矿井瓦斯含量高，瓦斯相对涌出量15.70m3/t，井下涌水量不大，约50 m3/d90 m3/d。整合后16.89 km2，批准开采03、2、4、5、6、8、9号煤层，设计生产能力150万吨/年，03号和2号煤层全部采完，现开采4号煤层，属高瓦斯矿井，涌水量125m3/h。2006年开始执行政策性停产，4105设计回采工作面切巷北部距本井田西部矿界南端1325m，由于距离远，积水对XX公司生产不会造成影响，该矿开采高程在+760m-+670m之间，XX公司西部采区开采高程为+840m-+44、790m之间，调查中没有资料证实有越层越界现象，矿界永久煤柱未破坏，对本井田的安全生产不存在威胁。3、x煤矿：平太煤矿位于XX公司井田北部，井田面积1.2623km2，批准开采2、5、6、8、9号煤层，现开采2号煤层，生产能力为15万吨，07年被政策性停产，09年11月被XX能源公司整合兼并。至今未生产，矿井涌水量为15m3/h，井田水文地质条件属简单类型，由于受整合兼并影响，矿井于2009年初停止井下排水，矿井巷道及采空区均有积水，该采空区距离平口矿界约1000m以上，之间有煤柱隔离，对XX公司的煤炭开采不存在水患威胁，调查中没有资料证实该矿有越层越界现象。4、x煤矿：南峪煤矿位于XX公司井45、田东南部，1981年建井，1989年投产，现井田面积15.2766km2，批准开采1号9号煤层，整合后设计生产能力120万吨/年。矿井属高瓦斯矿井，水文地质属简单类型，矿井涌水量20m3/h。根据调查，南峪煤矿现开采2号煤层，南峪煤矿2007年开采的4206、4204、4202回采工作面采空区均无积水，采空范围最北部边缘距平口南部矿界为730m，开采高程为+750m+760m，平口2号煤层高程为+870m920m，井田边界永久防隔水保安煤柱未被破坏，2007年执行政策性停产，至今未生产，未出现越层越界现象，对本井田的安全生产不存在威胁。插图1-2-2 四邻关系图兼并重组后可利用的设施及设备矿井46、兼并重组后利用原平口煤矿工业场地做为主生产工业场地，利用原XX煤矿煤矿工业场地做为生活行政福利区。可利用的设备基本没有，能利用的井筒及井下巷道如下表。矿井兼并重组后可利用的井筒和巷道特征表名称净宽（m）净断面（m2）长度（m）备注原平口煤矿主斜井3.811.4410.8重组后做矿井行人进风斜井原平口煤矿副斜井3.811.5360.4重组后做矿井副斜井原平口轨道运输巷4.513.5734.5重组后做采区轨道运输巷原平口胶带运输巷4.513.5672.9重组后做行人进风巷1.2兼并重组的条件资源条件1、井田地质勘探程度及地质报告批准文号XX煤业有限公司委托XX煤炭地质148勘察院于2010年9月编47、制完成了XX煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告，并于2010年10月以XX规发20101318号文取的相应的批复。XX省煤炭地质148勘察院收集利用了以往15个煤田地质孔资料、本次补充勘探地质资料及矿井地质资料，根据煤、泥炭地质勘查规范编制了本地质报告，全井田勘查程度总体上达到了勘探阶段要求，可作为矿井兼并重组整合矿井建设的地质依据。批复对井田地质勘探程度做出如下评价：（1）详细查明了井田构造，正确评价了构造复杂程度。（2）详细查明了可采煤层层数、层位、厚度、结构和可采范围，正确评价了煤层的稳定程度和可采性。（3）详细查明了可采煤层的煤质特征和工艺性能，确定了煤类，评价了煤的工业用途。（4）48、查明了井田水文地质条件，矿井充水因素分析基本合理，预算了矿井涌水量，提出了防治水措施。另详细调查了井田2、8号煤层采空积水范围及积水量。（5）查明了2、8号煤层的矿井瓦斯，预测了4、5、6、9号煤层的瓦斯含量，评价了2、4、5、6、8（8+9）、9号煤层煤尘爆炸性和煤的自燃倾向性。（6）评价了可采煤层顶底板的工程地质特征。（7）估算了2、4、5、6、8（8+9）、9号煤层资源/储量。估算方法正确，选取参数合理，资源/储量分类正确，估算结果可靠。2、区域地质（1）区域地层清交矿区位于XX西山煤田东部，区域上出露地层有奥陶系中统峰峰组与马家沟组，石炭系中统本溪组、上统XX组，二叠系下统XX组、下石49、盒子组，二叠系上统上石盒子组、石千峰组，下三叠系下统刘家沟组和第四系中上更新统。石炭系上统XX组和二叠系下统XX组为本区含煤岩系。（2）区域构造清交矿区在大致走向北东，倾向北西的单斜上发育着系列平缓褶曲，以及北东和北东东向的正断层。延展较长的北西向褶曲有由庄头背斜（Z2），伯崖头向斜（Z3），窑儿沟向斜（Z5），磁窑沟背斜（Z9）等；北东东向褶曲有火山背斜（Z18），迎南风向斜（Z24），碾底背斜（Z27）和后窖背斜（Z28）等。落差较大的断层有：碾底断层（F22），落差60m，坡底断层（F30），落差50m，坪地窑断层（F33），落差120m，黄山底断层（F35），落差30m，瓦窑村断层（F50、39），落差50m等。陷落柱主要分布在火山沟以东，XX背斜以南地区。清交矿区西部北缘有闪长玢岩侵入。（3）区域含煤特征本区主要含煤地层为XX组和XX组，含煤地层总厚135.80m，含煤17层，其中可采及局部可采煤层10层（02、03、1、2、3上、4、4下、6、7、8、9号），煤层总厚16.0m，含煤系数11.8%。XX组煤层以瘦煤为主，贫煤次之，XX组煤以贫煤为主，无烟煤次之。3、矿井地质（1）地层本矿区钻孔揭露及地表出露的地层有奥陶系中统峰峰组、石炭系中统本溪组、石炭系上统XX组、二叠系下统XX组、二叠系下统下石盒子组、二叠系上统上石盒子组、新生界第四系中、上更新统。现依据钻孔揭露及地表出51、露资料将地层由老至新分述如下：奥陶系中统峰峰组（02f）为煤系地层沉积基底，井田内未出露。深灰色厚层状石灰岩，间夹角砾泥灰岩、白云质灰岩。石灰岩致密、坚硬，含方解石脉。本组厚度117.00142.00m,平均厚度130.00m。石炭系中统本溪组（C2b）平行不整合于奥陶系峰峰组灰岩侵蚀面之上。底部为“XX式铁矿”及G层铝土（矿）岩，中上部为粉砂岩、砂质泥岩夹一层石灰岩和煤线。“XX式铁矿”呈窝子状，不稳定。本组厚度18.5037.00m,平均厚度29.40m。石炭系上统XX组（C3t）为本区主要含煤地层之一，属海陆交互相沉积。该组以K1（晋祠砂岩）为基底，与下伏本溪组呈整合接触。Kl砂岩为灰白52、色厚层状中粒石英砂岩，含铁质，斜层理发育，厚一般约4.30m左右。其上岩性为灰色、灰黑色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩夹四层石灰岩 (L1、K2（L2、L3）、L4、L5)和中细粒砂岩。含6上、6、7、7下、8上、8、 9、10和11号9层煤层。其中，6、8、9号煤层为全区稳定可采煤层，6上、7、8上号煤层为较稳定不可采煤层，其余为不可采煤层。全组平均厚度74.10m左右。二叠系下统XX组（P1s）连续沉积于石炭系上统XX组之上，为一套陆相碎屑岩含煤建造，为本井田主要含煤地层之一。由深灰色、灰黑色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、细砂岩及煤层组成，底部为K3砂岩（北岔沟砂岩）。本组含6层煤层，其中2、4、5号为53、全井田稳定可采煤层，03号为大部可采的稳定煤层，3、5上号为较稳定不可采煤层。本组厚度54.6065.80m,平均厚度57.50m。二叠系下统下石盒子组（P1x）与XX组连续沉积。从K4砂岩底至K6砂岩底，平均厚约86.90m，按其岩性可分为两段。下段：深灰灰色细砂岩、粉砂岩与砂质泥岩互层，底部为中粒砂岩（K4砂岩，骆驼脖子砂岩），为灰色、灰绿色，厚层状，成份以石英、长石为主，斜层理较发育。段厚39.2045.80m,平均42.30m。上段：黄绿色、灰绿色砂质泥岩、粉砂岩与浅灰色细砂岩互层，底部为灰色粗砂岩（K5砂岩）。段厚40.1050.10m,平均44.60m。二叠系上统上石盒子组（P2s54、）连续沉积于下石盒子组地层之上，井田内大面积出露，该组地层在井田内厚约290m，按其岩性可分两段。下段：灰绿色、黄绿色砂质泥岩与细砂岩互层，间夹粉砂岩，底部为黄绿色，厚层状中粒砂岩（K6砂岩），成份以长石、石英为主，分选差，泥质胶结。段厚160.0210.00m,平均厚度190.00m。中段：暗紫、兰灰、黄绿色泥岩、砂质泥岩与灰绿色细砂岩互层，间夹灰绿色、黄绿色中粒砂岩，底部为黄绿色，厚层状中粒砂岩（K7砂岩）。本段最大残留厚度100m。第四系中上更新统（Q2+3）：浅灰黄色含砂粘土、砂质粘土及棕红色粘土，粘土含钙质结核，垂直节理较发育。厚度017.00m,平均8.50m。（2）构造井田构造形55、态受区域性构造碾底断层、碾底向斜、碾底背斜、黄岭断层的影响，井田构造形态总体为走向NE，倾向NW的单斜，同时伴生有次一级褶曲，地层倾角5-12，井田陷落柱较为发育，现据现有资料对井田构造分述如下：褶曲S1背斜，以NW向贯穿井田西南部，两翼倾角基本对称，为9左右，已被井下采掘工程所控制。S2向斜，位于井田东北部，轴向NW，与S1背斜呈现平行展布，两翼倾角基本对称，为7左右，已被井下采掘工程所控制。S3：位于井田东部，为涧沟向斜和后窑背斜的西部末端，轴向北东，两翼倾角5左右，沿NE75方向向北东井入南峪井田。断层在井田东部原平口煤矿，井田内断层较少，仅在井田北部边沿发育有明窑沟断层。断层倾向SE，56、倾角80，落差一般为315m，断层上、下盘地层均为上石盒子组下段，地面断点清晰，对井田煤层破坏不大。碾底断层：为区域性构造，正断层，走向北东向，倾向北西，倾角75左右，落差5-50m，沿井田北部穿过，将井田划分为南、北两个部分。黄岭断层：位于井田西南部边缘，正断层，走向北东，倾向南东，倾角75左右，落差2.5-15m。陷落柱井田内陷落柱发育，少数地面露头可见，多数为井下揭露，分布无明显规律。陷落柱多呈椭圆或圆形，直径10120m，一般3060m。在原平口煤矿范围内，陷落柱较发育，共有大小陷落柱37个，直径大者上百米，小则数米。据地表及井下资料，陷落柱内岩石成碎块状，压密度很高，孔隙度较小，富水57、性均较差，就陷落柱本身不会对开采造成很大的影响，但在开采深部煤层时，可能会成为充水通道。在原XX煤矿范围内，陷落柱较发育，共发育有6个，少数地面露头可见，多数为井下揭露，分布无明显规律。陷落柱多呈椭圆或圆形，直径10-100m。在原西沟煤矿范围内，发育4个陷落柱，X1号陷落柱长轴200m，短轴100m左右，另外3个规模较小，长轴仅15-30m。井田未发现岩浆岩，本井田构造复杂程度属简单类型。滑坡与坡积在井田范围内举目可见，较大者有1处。后窑滑坡：位于后窑村对岸的山坡上，滑体由山岭向谷底滑动，长1200m，宽360m。滑体与载体均为下石盒子组，滑体岩层层序紊乱，岩石破碎。坡积在井田沟谷两侧山坡上58、甚为发育，其形状各异，多为椭圆形，大小不等，最大直径达380m，最小为65m，部分坡积首尾相连形成一个坡积带。为岩石破碎崩坍堆积山坡低凹处。除以上较大滑坡与坡积外，还有少数不少的小滑坡与坡积物，不再一一赘述。煤层及煤质1、含煤地层井田内含煤地层主要为石炭系上统XX组与二叠系下统XX组。石炭系上统XX组（C3t）为井田主要含煤地层，属海陆交互相沉积，按岩性特征及岩相组合为三段：下段（C3t1）：从K1砂岩（晋祠砂岩）底至K2灰岩（毛儿沟灰岩）底，由深灰色、灰黑色粉泥岩、砂质泥岩与煤层互层，间夹石灰岩（L1灰岩，即庙沟灰岩）及细砂岩。底部K1砂岩（晋祠砂岩）为中粒砂岩，成份以石英、长石为主，分选性59、较好，硅质胶结。含煤5层，即8上、8、9、10和11号煤层，其中，8（8+9）、9号为本井田稳定可采煤层，8上号煤层为较稳定不可采煤层，其余为不可采煤层。中段（C3t2）：从K2灰岩（毛儿沟灰岩）底至L4灰岩（斜道灰岩）顶，深灰色海相石灰岩为主，间夹砂质泥岩、粉砂岩及薄煤层（7号及7下号）。海相石灰岩含生物碎屑化石，7号煤层为较稳定不可采煤层，7下号为不稳定不可采煤层。上段（C3t3）：从L4灰岩（斜道灰岩）顶至K3砂岩（北岔沟砂岩）底，黑灰色、深灰色泥岩、砂质泥岩为主，间夹6上、6号煤层及泥灰岩（L5灰岩，即东大窑灰岩）。其中6号为全井田稳定可采煤层，6上号为较稳定不可采煤层。二叠系下统XX60、组(P1s)连续沉积于石炭系上统XX组之上，为一套陆相碎屑岩含煤建造，为本井田主要含煤地层之一。由深灰色、灰黑色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、细砂岩及煤层组成，底部为K3砂岩（北岔沟砂岩）。本组含6层煤层，其中2、4、5号为全井田稳定可采煤层，03号为大部可采的稳定煤层，3、5上号为较稳定不可采煤层。本组厚度54.60-65.80m，平均厚度57.80m。2、含煤性井田内含煤地层为石炭系上统XX组及二叠系下统XX组，含有03号、2号、3号、4号、5上号、5号、6上号、6号、7号、7下号、8上号、8号、9号、10号和11号煤层，其中2号、8号、9号为全区可采的稳定煤层，4号、5号、6号为大部可采的稳定61、煤层，03号为大部可采的较稳定煤层，其余为不稳定、不可采煤层。煤系地层总厚度135.60m，煤层总厚18.70m，地层含煤系数13.80%；可采煤层总厚14.68m，可采煤层含煤系数10.83%。其中XX组地层总厚78.10m，煤层总厚10.84m，地层含煤系数13.88%；可采煤层总厚8.20m，可采煤层含煤系数10.50%；XX组地层总厚57.50m，煤层总厚7.86m，地层含煤系数13.67%；可采煤层总厚6.48m含煤系数11.27%。3、可采煤层井田内可采煤层为03号、2号、4号、5号、6号、8号、9号煤层。03号煤层：位于XX组中上部，为本区的主要可采煤层之一。上距K4砂岩11.062、015.20m，平均12.00m。煤厚0.001.76m，平均0.93m，属薄煤层，结构简单，含01层夹石，为大部可采的较稳定煤层。根据清交勘探区详查报告，本煤层已被采空或破坏，无利用价值。2号煤层：位于XX组中部，为本区的主要可采煤层之一。俗称“大窑煤”，上距03号煤层7.0010.80m，平均9.00m。煤厚0.853.40m，平均2.38m，属中厚煤层，结构简单，含01层夹石。为全井田可采的稳定煤层，顶板为砂质泥岩，底板为细砂岩。由于长期的开采，古空区范围较大，本煤层已基本被采空。4号煤层 ：位于XX组中部，俗称“二夹煤”，上距2号煤层11.0023.00m，平均18.20m。煤厚0.663、92.97m，平均1.63m，属中厚煤层，结构简单，含02层夹石。为大部可采的稳定煤层，顶板为砂质泥岩或细砂岩，底板为泥岩或砂质泥岩。5号煤层 ：位于XX组中下部，上距4号煤层4.9710.23m，平均7.62m。煤厚0.402.50m，平均1.54m，属中厚煤层，结构简单，含01层夹石。为井田内大部可采的稳定煤层，顶板为砂质泥岩或细砂岩，底板为泥岩或砂质泥岩。6号煤层：位于XX组上部。上距L5灰岩1.203.20m，平均1.91m。煤厚0.282.28m，平均1.57m，属中厚煤层，结构复杂，含0-3层夹矸，为井田内大部可采的稳定煤层。顶板为泥岩或砂质泥岩。底板为砂质泥岩或粉砂岩。8（8+964、）号煤层：位于XX组中下部，为本区的主要可采煤层之一。俗称“中带”，上距6号煤层32.2045.90m，平均36.37m。煤厚1.406.20m，平均3.64m，属厚煤层，结构复杂，含04层夹石，为井田内可采的稳定煤层，顶板为炭质泥岩、粉砂岩，底板为泥岩或砂质泥岩。9号煤层：位于XX组下部，为井田的又一可采煤层。俗称“四尺”，上距8号煤层010.90m，平均5.87m。煤厚0.976.81m，平均2.99m，属中厚煤层，结构简单，含01层夹石。为井田内可采的稳定煤层，顶板为泥岩，底板为砂质泥岩。见可采煤层特征表。 可采煤层特征表地层煤层号煤层厚度(m)最小最大平均煤层间距(m)最小最大平均煤层65、结构（夹矸数）可采性稳定性顶板岩性底板岩性XX组030.001.760.939.00简单（01）大部可采较稳定20.853.402.38简单（01）全区可采稳定砂质泥岩细砂岩18.2040.692.971.63简单（02）大部可采稳定砂质泥岩、细砂岩泥岩、砂质泥岩7.6250.402.501.54简单（01）大部可采稳定砂质泥岩、细砂岩泥岩、砂质泥岩12.46XX组60.282.281.57复杂（03）大部可采稳定砂质泥岩、细砂岩砂质泥岩、粉砂岩36.378(8+9)1.406.203.64复杂（04）全区可采稳定炭质泥岩、粉砂岩泥岩、砂质泥岩0-10.905.8790.976.812.99简66、单（01）全区可采稳定泥岩砂质泥岩4、煤层对比井田内含煤地层空间展布稳定，层位亦相对稳定，煤层及层间距变化不大，易于对比。2号煤层：位于XX组中上部，K4砂岩之下。上距K4砂岩20m左右，下距K3砂岩22m左右。为K3砂岩与K4砂岩间较稳定的全区可采的薄一中厚煤层。K3砂岩与K4砂岩层位稳定，易于识别，为煤层对比的依据。4号煤层：位于XX组中下部，下距5号煤层4.9710.23m，平均7.62m，厚度比较稳定，灰分较高。5号煤层：位于XX组中下部，下距K3砂岩15m左右，K3砂岩层位稳定，易于识别，为该煤层对比的可靠标志层。6号煤层：位于XX组上部，上距L5灰岩2m左右，L5灰岩层位稳定，易于67、识别，为该煤层良好的对比标志层。8（8+9）号煤层：位于XX组中下部，上距庙沟灰岩(L1)2m左右，庙沟灰岩为全区稳定的海相生物碎屑灰岩，易于识别，为煤层对比的可靠标志层。同时8号煤层本身层位稳定，结构简单中等，厚度变化不大，全区稳定可采，这些均为该煤层对比提供了参考。9号煤层：位于XX组的下部，上距庙沟灰岩(L1)12m左右，庙沟灰岩为全区稳定的海相生物碎屑灰岩，易于识别，为煤层对比的可靠标志层。同时本井田9号煤层与8号煤层间距一般在0-10.90m，平均5.87m，这亦为该煤层对比提供了依据。5、 煤质据西山煤田清交矿区XX勘探区详查地质报告资料及巷道见煤点煤的送样资料，将各煤层物理性质及68、煤岩特征叙述如下。（1）煤的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，内生裂隙发育，断口呈参差状、不规则状，容重1.351.40t/m3，硬度中等，一般为2-3。（2）煤岩特征宏观煤岩类型各煤层煤的宏观煤岩特征相近，一般以亮煤为主，次为暗煤、镜煤，少量丝炭。宏观煤岩类型主要为半亮型和光亮型，半暗型次之，少量暗淡型。一般呈条带状、线理状结构，均一状结构次之；层状构造为主，块状构造次之。煤岩特征据清交矿区XX勘探区详查地质报告资料，2号煤有机组分中镜质组为92.5%，惰质组为7.5%，为微镜惰煤，无机组分以粘土质为主，硫化物及氧化硅少量，占总组69、分的15.6%；4号煤有机组分中镜质组为93.0%，惰质组为7.0%，为微镜惰煤，无机组分以粘土质为主，硫化物及氧化硅少量，占总组分的22.4%；5号煤有机组分中镜质组为92.8%，惰质组为7.2%，为微镜惰煤，无机组分以粘土质为主，硫化物及氧化硅少量，占总组分的18.0%；8号煤有机组分中镜质组为90.9%，惰质组为9.1%，为微镜惰煤，无机组分以粘土质为主，硫化物及氧化硅少量，占总组分的12.0%；9号煤有机组分中镜质组为92.1%，惰质组为7.9%，为微镜惰煤，无机组分以粘土质为主，硫化物及氧化硅少量，占总组分的15.2%。各煤层显微组分测定结果见下表。 各煤层显微组分测定结果表 煤层号70、有机组分（%）无机组分（%）镜质组惰质组壳质组粘土类硫化铁碳酸盐氧化硅小计292.57.514.80.30.10.415.6493.07.021.20.20.200.722.4592.87.216.80.50.20.518.0890.99.110.51.00.10.412.0992.17.914.20.50.20.315.2（3）煤质分析、工艺性能及煤类煤质分析根据井田内钻孔煤层煤质化验资料，本井田各煤层主要煤质特征详述如下：03号煤层：水分（Mad）：原煤0.48%1.30%，平均0.77%，浮煤0.40%1.04%，平均0.66%，；灰分（Ad）：原煤18.05%47.37%，平均34.971、5%，浮煤6.99%9.13%，平均8.31%；挥发分（Vdaf）：原煤13.03%20.87%，平均17.64%，浮煤10.40%14.73%，平均12.66%；全硫（St,d）：原煤0.21%0.84%，平均0.48%，浮煤0.40%0.47%，平均0.43%；磷（Pd）：原煤0.0215%。2号煤层：水分（Mad）：原煤0.14%1.12%，平均0.45%，浮煤0.521.05%，平均0.72%，；灰分（Ad）：原煤11.73%29.38%，平均22.88%，浮煤4.31%9.29%，平均6.80%；挥发分（Vdaf）：原煤12.17%16.87%，平均15.10%，浮煤10.45%1772、.63%，平均13.79%；全硫（St,d）：原煤0.47%1.82%，平均1.02%，浮煤0.42%0.71%，平均0.63%（N-1号钻孔全硫7.76，属异常点，不参与计算）；磷（Pd）：原煤0.012%0.0917%，平均0.0402%，浮煤0.017%。4号煤层：水分（Mad）：原煤0.46%1.22%，平均0.75%，浮煤0.36%1.04%，平均0.68%；灰分（Ad）：原煤19.01%35.16%，平均29.96%，浮煤7.07%9.46%，平均8.42%；挥发分（Vdaf）：原煤13.11%18.87%，平均16.48%，浮煤12.83%13.40%，平均13.15%；全硫（S73、t,d）：原煤0.32%0.44%，平均0.38%，浮煤0.48%0.60%，平均0.54%；磷（Pd）：原煤0.009%0.0337%，平均0.0214%，浮煤0.004%。5号煤层：水分（Mad）：原煤0.18%1.34%，平均0.72%，浮煤0.48%1.42%，平均0.88%；灰分（Ad）：原煤11.22%44.54%，平均25.56%，浮煤5.88%12.19%，平均8.38%；挥发分（Vdaf）：原煤12.35%20.18%，平均15.23%，浮煤10.85%13.52%，平均12.25%；全硫（St,d）：原煤0.46%1.83%，平均1.02%，浮煤0.64%1.31%，平均074、.94%；磷（Pd）：原煤0.006%0.0137%，平均0.009%，浮煤0.002%。6号煤层：水分（Mad）：原煤0.14%1.21%，平均0.64%，浮煤0.59%1.16%，平均0.85%；灰分（Ad）：原煤14.13%44.25%，平均27.89%，浮煤6.09%8.77%，平均7.12%；挥发分（Vdaf）：原煤11.53%18.95%，平均14.31%，浮煤10.27%12.78%，平均11.28%；全硫（St,d）：原煤0.81%3.20%，平均2.04%，浮煤1.21%1.71%，平均1.51%；磷（Pd）：原煤0.005%0.0185%，平均0.010%，浮煤0.007%75、。8（8+9）号煤层：水分（Mad）：原煤0.35%2.70%，平均0.97%，浮煤0.39%1.79%，平均1.06%；灰分（Ad）：原煤4.57%32.95%，平均17.78%，浮煤2.59%9.64%，平均5.43%；挥发分（Vdaf）：原煤9.66%13.26%，平均11.09%，浮煤8.40%12.64%，平均9.75%；全硫（St,d）：原煤0.96%4.10%，平均2.06%，浮煤0.83%1.61%，平均1.26%；磷（Pd）：原煤0.0087%0.030%，平均0.020%。9号煤层：水分（Mad）：原煤0.28%1.17%，平均0.61%，浮煤0.49%1.54%，平均1.76、03%；灰分（Ad）：原煤10.43%20.50%，平均15.55%，浮煤5.12%7.49%，平均6.38%；挥发分（Vdaf）：原煤9.19%12.01%，平均10.80%，浮煤8.40%10.56%，平均9.55%；全硫（St,d）：原煤0.92%1.38%，平均1.20%，浮煤0.64%1.29%，平均0.97%；磷（Pd）：原煤0.005%。井田内各煤层煤质特征表见下表。 煤质特征表 煤层号0324568(8+9)9水分Mad（%）原煤0.77(3)0.45(7)0.75(4)0.72(7)0.64(6)0.97(7)0.61(5)浮煤0.66(3)0.72(7)0.68(4)0.877、8(7)0.85(6)1.06(7)1.03(5)灰分Ad（%）原煤34.95(3)22.88(7)29.96(4)25.56(7)27.89(6)17.78(7)15.55(5)浮煤8.31(3)6.80(7)8.42(4)8.38(7)7.12(6)5.43(7)6.38(5)挥发分Vdaf（%）原煤17.64(3)15.10(7)16.48(4)15.23(7)14.31(6)11.09(7)10.80(4)浮煤12.66(3)13.79(7)13.15(4)12.25(7)11.28(6)9.75(7)9.55(5)全硫St,d(%)原煤0.48(3)1.02(5)0.38(3)1.078、2(6)2.04(5)2.06(6)1.20(3)浮煤0.43(3)0.63(6)0.54(3)0.94(7)1.51(6)1.26(7)0.97(5)高位发热量Qgr,d(MJ/kg)原煤25.76(3)25.31(1)30.12(3)29.52(2)31.60(3)31.38(2)浮煤32.91(3)33.83(1)33.22(3)34.39(2)33.71(3)34.28(2)磷Pd（%）原煤0.0215(1)0.0402(3)0.0214(2)0.0090.010(3)0.020(3)0.005(1)浮煤0.017(1)0.004(1)0.002(1)0.007(1)粘结指数GRI0179、3.800(3)5(1)0-0.90.2(4)0(3)0(4)0(3)胶质层最大厚度Y(mm)0(3)0(4)0(4)0(2)0(1)0(2)浮煤回收率(%)浮煤14.79(1)31.26(5)43.60(2)45.57(5)40.39(3)62.75(4)49.67(3)煤类PMPMPMPMPMPM、WYPM、WY工艺性能煤的发热量2号煤层高位发热量（Qgr,d）原煤25.3126.49MJ/kg，平均25.76MJ/kg；浮煤32.4233.83 MJ/kg，平均32.91 MJ/kg。4号煤层高位发热量（Qgr,d）原煤25.31MJ/kg，浮煤33.93MJ/kg。5号煤层高位发热量（80、Qgr,d）原煤29.0032.03MJ/kg，平均30.12MJ/kg；浮煤30.7934.53 MJ/kg，平均33.22 MJ/kg。6号煤层高位发热量（Qgr,d）原煤28.0730.96 MJ/kg，平均29.52 MJ/kg；浮煤34.1634.61 MJ/kg，平均34.39 MJ/kg。8（8+9）号煤层高位发热量（Qgr,d）原煤26.2834.73MJ/kg，平均31.60MJ/kg；浮煤31.3135.24 MJ/kg，平均33.71 MJ/kg。9号煤层高位发热量（Qgr,d）原煤28.9733.78MJ/kg，平均31.38MJ/kg；浮煤32.9435.62 MJ/81、kg，平均34.28 MJ/kg。2)、煤的粘结性03号煤层：粘结指数（GRI）：013.80，胶质层(Y)为0mm；2号煤层：粘结指数（GRI）：0，胶质层(Y)为0mm；4号煤层：粘结指数（GRI）：5.0，胶质层(Y)为0mm； 5号煤层：粘结指数（GRI）：00.90，胶质层(Y)为0mm；6号煤层：粘结指数（GRI）：0，胶质层(Y)为0mm；8号煤层：粘结指数（GRI）：0，胶质层(Y)为0mm；9号煤层：粘结指数（GRI）：0，胶质层(Y)为0mm。3)、灰熔融性4号煤层煤灰熔融性软化温度(ST) 12151500，为较低高软化温度灰；5号煤层煤灰熔融性软化温度(ST) 150082、，为高软化温度灰；8号煤层煤灰熔融性软化温度(ST) 1060-1290，为低中等软化温度灰；9号煤层煤灰熔融性软化温度(ST) 1465-1500，为较高高软化温度灰。煤类依据中国煤炭分类国家标准(GB57512009)划分，划分指标为浮煤干燥无灰基挥发分(Vdaf)、胶质层最大厚度(Y)以及粘结指数（GRI）。依据上述分类指标进行划分，井田内03号、2号、4号、5号、6号为贫煤，8（8+9）号、9号为贫煤和无烟煤。(4)煤的可选性由于井田内及周边生产煤矿没有筛分大样，以及本次补充勘探未采取简选样，此次据清交矿区XX勘探区详查地质报告资料，各煤层可选性测定结果见下表。 可选性测定结果综合表 83、煤号精煤(%)中煤(%)尾煤(%)精煤回收率等级可选性等级274.513.412.1优等中等465.617.816.6良等中等559.220.420.4良等难选873.411.215.4优等中等969.616.214.2良等中等(5)煤的风化和氧化本区以及周围无煤层露头，故不存在煤的风化和氧化现象。(6)煤的工业用途根据前述的煤质特征，井田内03号煤层为中灰高灰、特低硫低硫的贫煤；2号煤层为低灰高灰、特低硫中高硫、中热值高热值、中等可选的贫煤；4号煤层为中灰高灰、特低硫、中热值、中等可选的贫煤；5号煤层为低灰高灰、特低硫中硫、高热值特高热值、难选的贫煤；6号煤层为低灰高灰，低硫中高硫，高热值特84、高热值的贫煤；8号煤层为特低灰高灰、低硫高硫、高热值特高热值、中等可选的贫煤和无烟煤；9号煤层属低灰一中灰、低硫一中硫、高热值特高热值、中等可选的贫煤和无烟煤。03、2、4、5、6号煤为贫煤， 8（8+9）、9号为贫煤及无烟煤贫煤和无烟煤主要可作为动力及民用煤。、其他开采技术条件1、煤层顶底板工程地质特征2号煤层顶板以泥质岩类为主，底板以砂质岩为主；4号煤层顶板一般为砂质泥岩为主。底板一般为砂质泥岩和泥岩；5号煤层顶板多为砂质泥岩，底板多为泥岩；6号煤层顶板多为泥岩和炭质泥岩，底板为细砂岩和泥岩；8号煤层顶板多为炭质泥岩和砂质泥岩，底板多为细砂岩和泥岩；9号煤层顶板为泥岩和砂质泥岩，底板以泥岩85、为主。各煤层顶底板岩石物理力学实验成果见下表。 煤层顶底板岩石物理力学实验成果表煤层编号顶底板单向抗压强度（MPa）单向抗拉强度（MPa）抗剪强度（MPa）岩石名称2号顶板6.563.11.24.0砂质泥岩底板17.762.22.2细砂岩4号顶板67.1底板4.763.02.5细砂岩5号顶板100.3砂质泥岩底板2.33.0泥岩6号顶板32.7砂质泥岩底板40.884.62.86.711.6泥岩8号顶板27.3炭质泥岩底板27.882.32.14.313.6泥岩9号顶板31.068.3砂质泥岩底板24.8112.61.12.45.928.5粉砂岩2、瓦斯（1）、钻孔瓦斯据本次地质报告钻孔采取的86、瓦斯测试记过：2号煤层瓦斯中CH4含量0.13ml/gdaf，占瓦斯成分的3.09%，CO2占0.38%，N2占96.53%，为氮气带；4号煤层瓦斯中CH4含量3.08 ml/gdaf，占瓦斯成分的37.30%，CO2含量0.07 ml/gdaf，占瓦斯成分的1.90%，N2占60.74%，为氮气甲烷带；5号煤层瓦斯中CH4含量0.02-0.09 ml/gdaf，占瓦斯成分的0.00%，CO2含量0.01-0.07ml/g，占瓦斯成分的0.08%-2.61%，N2占97.39%-98.83%，为氮气带；8号煤层瓦斯含量中CH4含量0.78-1.89 ml/gdaf，占瓦斯成分的6.58%-1987、.03%，CO2含量0.02-0.34 ml/gdaf，占瓦斯成分的1.58%-29.91%，N2占63.51%-98.42%，为二氧化碳氮气带和氮气带；9号煤层瓦斯含量中CH4含量2.65 ml/gdaf，占瓦斯成分的36.95%，CO2含量0.01 ml/gdaf，占瓦斯成分的0.17%，N2占62.86%，为氮气甲烷带。（2）矿井瓦斯根据XX省煤炭工业局XX安发200612号文件，关于XX市254座煤矿2005年瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定的批复，本井田内整合前各煤矿开采2号和8号煤层，均为高瓦斯矿井，其周边相临煤矿如XX县东于煤矿、XX县平太煤矿等也为高瓦斯矿井。根据XX省煤炭工业局X88、X安发200612号文批复，2005年度原XX市XX县平口煤矿8号煤层绝对瓦斯涌出量为10.71m3/min,相对瓦斯涌出量为27.6m3/t,二氧化碳绝对涌出量为1.55 m3/min,相对涌出量为3.99m3/t,为高瓦斯矿井。XX市XX县西沟煤矿2号煤层瓦斯绝对涌出量为3.68m3/min,瓦斯相对涌出量为13.38m3/t,二氧化碳绝对涌出量为0.94 m3/min,相对涌出量为3.42m3/t,为高瓦斯矿井。另根据煤炭科学研究总院沈阳研究院于2010年11月编制完成了XX煤业有限公司矿井瓦斯涌出量预测报告及批复，该矿开采4、9号煤层且生产能力达到1.2Mt/a时，最大相对瓦斯涌出量为89、24.30m3/t，最大绝对瓦斯涌出量值为61.36m3/min；中期开采5号煤层且达到1.20Mt/a能力时，最大相对瓦斯涌出量为18.77m3/t，最大绝对瓦斯涌出量值为47.39m3/min；后期开采8号煤层且达到1.20Mt/a能力时，最大相对瓦斯涌出量为24.46m3/t，绝对瓦斯涌出量值为61.75m3/min；开采9号煤层且达到1.20Mt/a能力时，最大相对瓦斯涌出量为30.58m3/t，最大绝对瓦斯涌出量为77.20m3/min，属高瓦斯矿井。3、煤尘爆炸危险性根据测试资料，原XX县平口煤矿开采8号煤层，煤尘具有爆炸危险性；原XX县西沟煤矿、原XX县XX煤矿、原XX县洛池渠煤90、矿开采2号煤层，煤尘均具有爆炸性。2006年7 月10日XX县西沟矿2号煤层煤样和2007年2月XX煤矿2号煤层煤样送到XX省煤炭工业局综合测试中心测试，测试结果为煤尘均有爆炸危险性。另外根据地质报告本次补充勘探N-1、N-7、N-9钻孔可采煤层采样化验，结果为2、5、6、8、9号煤层煤尘均具有爆炸危险性。4、煤的自燃倾向2006年7 月10日XX县西沟矿2号煤层煤样和2007年2月XX煤矿2号煤层煤样送到XX省煤炭工业局综合测试中心测试，测试结果为2号煤层均属不易自燃煤层。另外根据地质报告本次补充勘探N-1、N-7、N-9钻孔可采煤层煤样测试煤的自燃倾向性，测试结果为2、4、5、9号煤层均属91、不易自燃煤层，6号煤层属不易自燃和自燃煤层。另外，由于8号煤层原煤挥发分Vdaf 9.66%13.26%，St,d 0.96%4.10%（平均为2.06%），据此可确定该煤层大部应属于自燃煤层。5、地温根据XX省XX西山煤田清交矿区XX勘探区详查地质报告资料，井田属地温正常区，地温梯度(T)小于3/100m。井田水文地质1、井田地表水体及河流区内地表水属汾河水系，井田内没有常年性河流，较大沟谷均为季节性水流，平时断续有水或干涸，雨季流量增加。2、井田含水层井田的含水层自上而下有：（1）第四系砂、砾孔隙含水层井田内第四系分布零散，其中可视作含水层的为较大沟谷中窄条带冲积物，厚度小于10m，含潜水92、。根据XX详查勘探时抽水试验结果，单位涌水量0.632L/s.m，渗透系数3.58m/d，水质类型为HCO3SO4CaMg型，矿化度244mg/l。（2）二叠系上、下石盒子组砂岩裂隙含水层(组)本组含水层一般由数层中粗粒砂岩组成，其间多隔以泥岩、砂质泥岩等，出露面积广大，但相当大一部分处于当地侵蚀基准面以上，形成透水层。据XX详查勘探时抽水试验结果，单位涌水量为0.0002170.00134L/s.m，渗透系数0.00785m/d，水量较小，富水性弱，水质类型为HCO3SO4CaMg型，矿化度534mg/L，为软的淡水。（3）二叠系下统XX组砂岩裂隙含水层(组)本组主要含水层为中粗粒砂岩，据X93、X详查勘探抽水试验结果，单位涌水量0.0042L/s.m，渗透系数0.032m/d，据本次施工的N-1号水文孔XX组抽水资料，单位涌水量0.0053 L/s.m，渗透系数0.0270 m/d，富水性较差，水质类型为HCO3SO4CaMg型，矿化度556 mg /L。（4）石炭系上统XX组砂岩、灰岩岩溶裂隙含水层(组)为井田内主要含水层之一。由L1、K2、L4、L5四层石灰岩组成。据本次施工的N-1号钻孔XX组抽水资料，单位涌水量0.0054 L/s.m，渗透系数0.0285 m/d，富水性弱，水质类型为HCO3SO4CaMg型，矿化度为376538mg/l，硬度1.720.36德国度，为极软一94、硬的淡水。（5）奥陶系中统石灰岩岩溶裂隙含水层(组)为井田内主要含水层组之一。岩性以质纯的泥晶石灰岩为主，次为角砾状泥灰岩、泥灰岩、白云质砂岩及石膏等。井田内奥灰岩溶裂隙不甚发育，井田内有两个水文孔J5和N-1，J5号水文孔奥陶系峰峰组抽水试验单位涌水量为0.0022 L/s.m，水位标高为+910.72m；本次施工的N-1号水文孔奥陶系上马家沟组和下马家沟组混合抽水试验，水位标高为+901.76m，单位涌水量为0.0001 L/s.m，渗透系数为0.0002m/d。距离井田北部约300m的S17水文孔，奥灰水位标高为+922.00m，单位涌水量0.00014 L/s.m，约500m的S31水95、文孔奥灰水位标高为+948.80m，单位涌水量0.000325 L/s.m；距离井田东部约1000m的J4号水文孔奥灰标高为+913.98m，单位涌水量0.061 L/s.m；井田西南部距离井田边界约600m的615号孔奥灰标高为+919.24m，；距离井田南部约3000m的J7号孔奥灰水位标高798.80m，单位涌水量9.453 L/s.m，S25号孔水文标高为+800.92m，单位涌水量25.54 L/s.m。由上可知，井田内奥灰水流向为由北往南，且井田内岩溶裂隙不发育，奥灰水位标高为+901-+910m。水质类型为HCO3SO4CaMg型和SO4HCO3CaMg型，矿化度为280852m96、g/l，硬度为12.4137.53德国度，为微硬一极硬的淡水。总之，井田主要含水层中富水性均弱。3、主要隔水层（1）XX组泥质岩隔水层XX组9号煤到本溪组顶部平均厚25m，除底部晋祠砂岩(K1)外，是一套以泥岩、砂质泥岩为主的地层，沉积稳定，是一重要的隔水层。（2）石炭系本溪组隔水层石炭系中统本溪组为一套泥岩、铁铝岩、铝质泥岩为主的地层，平均厚度约35m，隔水性能较好。与其上部XX组隔水层一道构成了9号煤层与奥陶系之间的重要隔水层。4、含水层的补给、径流、排泄第四系松散岩类主要靠大气降水补给，在地形控制有利的情况下，在沟谷中形成水泉。石炭、二叠系的砂岩、灰岩含水层主要接受上覆松散层的入渗补给，97、少数露头部位直接接受大气降水的补给，另外还有承压含水层之间的越流补给，地下水沿层间裂隙或溶隙向南运动。奥陶系灰岩岩溶水，区域上主要接受大气降水的补给，向南流向晋中盆地。5、矿井充水因素分析（1）构造对矿井充水因素影响井田内断裂构造发育，碾底断层从井田中北部经过，该断层为区域性断裂构造，对其附近的煤层影响较大，可形成直接或间接的充水通道。井田东部及中西部的陷落柱发育，共有大小陷落柱37个，直径大者上百米，小则数米。据地表及井下资料，陷落柱内岩石成碎块状，压密度很高，孔隙度较小，富水性均较差，就陷落柱本身不会对开采造成很大的影响，但在开采深部煤层时，可能会成为充水通道。（2）采空区积水本区煤炭开采98、历史悠久，开采强度大，古窑和小窑采空区都不同程度的留有一定量的积水，周边小窑技术力量较为薄弱，加上采掘图纸不全，以致于积水面积，积水量无法计算，能够保存下来和能利用的地质及水文地质资料可靠性低，对矿井的安全生产有一定的威胁。因此，本矿井为充水性弱的矿井，其主要水患为采空区积水。随着今后采煤工艺的提高，采空范围的增大，将会出现地层塌陷、地面出现裂缝，从而沟通地面水、各含水层和井下的通道，而使矿井涌水有所增加。开采下部煤层时，上部煤层古空区积水对其开采有较大的影响，应注意水害的防治。井田内03、2、4、5号煤层的直接充水含水层是XX组砂岩裂隙含水层，间接充水含水层为下石盒子组砂岩裂隙含水层，XX组99、岩溶裂隙含水岩和奥陶系中统灰岩岩溶含水层，6、8（8+9）、9号煤层直接充水含水层为XX组灰岩裂隙含水层，间接充水层为奥陶系中统灰岩岩溶含水层，煤层干燥后，水会通过其顶、底板慢慢渗透，形成一定范围的积水，这是井田内采（古）空积水的主要来源。2号煤层开采时间较早，且整合各矿于2006年政策性停产，采空区内仅存在一定范围的积水。此次XX煤矿对原各矿井下2号煤层采空区积水进行了调查，确定了积水范围，原平口煤矿由于未开采2号煤层，采空区积水范围根据XX省煤炭地质114勘查院地面电法工作确定。原平口煤矿开采8号煤层，其采空积水范围由XX煤业人员调查确定。采空区积水量预测详见下表。 采空区积水量预测表煤矿100、名称煤层号积水区编号积水区积水面积（m2）积水量(万m3)计算公式洛池煤矿2号2-1巷道18000.5巷道积水量计算公式：积水量=巷道长度巷高巷宽采空区16000.012-2巷道82002.30采空区314000.26西沟煤矿2-3巷道54001.51采空区273000.232-4巷道22000.62采空区83000.07XX煤矿2-5采空区1742001.3采空区积水量计算公式：积水量=为煤层倾角古空区回收率0.10，采空区回采率0.4，积水系数0.3，倾角取52-6采空区198000.122-7采空区1252000.752-8物探积水区3174006.24小计72280013.91平口煤矿101、8号8-1采空区2947008.138-2采空区95000.18-3古空区240600015.87小计271020024.10合计343300038.01通过可知，井田内2号煤层有8处采空积水，范围为722800m2，积水量为13.19万m3；8号煤层有3处采（古）空积水，范围为2710200m2，积水量为24.10万m3；采（古）空区总的积水量为38.01万m3。井田内古空区为重叠古空区，上下煤层贯通，使上部煤层采空区积水流入或渗入到下部煤层，此次积水量预测在8（8+9）号煤层上，矿井在开采到古空区附近开采时应注意探放水。根据井田开拓方案，当开采4、5、6、8（8+9）、9号煤层，采用全部冒102、落管理顶板时，根据三下采煤规程冒裂带最大高度计算公式可求得顶板冒落带（H1）、导水裂隙带（H2）的高度。计算公式如下：H1=A12.2H2=A25.6式中，A1=100m/（4.7m+19.0），A2=100m/（1.6m+3.6），m为开采煤层累积厚度。详见下表。 井田内各煤层冒落带及导水裂隙带高度煤层号煤层厚度(m)煤层间距(m)冒落带高度H1 (m)导水裂隙带高度H2(m)22.3818.2041.637.6251.5412.4661.5736.378（8+9）3.640-10.805.8792.99通过上表可以看出，当开采4、9号煤层时，其采空形成的冒落带高度大于2号与4号、8（8+9103、）号与9号的煤层间距，因此对上方2、8（8+9）号煤层采空区积水如不及时探放，会随顶板垮落而下泄，形成灾害。当开采5、6、8（8+9）号煤层时，其采空形成的导水裂隙带高度大于4号与5号、5号与6号、6号与8（8+9）号煤层间距，因此对4、5、6号煤层采空区积水如不及时探放，会随导水裂隙带进入下部煤层巷道，形成灾害。(3)奥灰岩溶水充水因素本井田奥灰水位标高在+901m-+910m，根据井田内各煤层底板等高线可知井田南部2、4、5号煤层局部块段和全井田的6、8（8+9）、9号煤层均位于奥灰岩溶水水位之下，存在带压开采。2、4、5号煤层带压开采分布图如下：奥灰水突水可能性计算如下：9号煤底板最低点104、在井田南部，标高为+685m，低于奥灰水位225m。计算公式如下：Ts=P/M其中：Ts突水系数（MPa/m）；P隔水层承受的静水压力（MPa）；M底板隔水层有效厚度（m）。9号煤层距奥灰界面平均60m，即9号煤层最低底板标高+685m以下的本溪组底部与奥灰界面处承受的最大静水压力910685+60285（m）水柱。则9号煤层突水系数：Ts285*9.8*103/(60)*106=0.047MPa/m。从计算结果看出，9号煤层底板承采的突水系数为0.047Mpa/m，小于受构造破坏块段的临界突水系数0.06MPa/m。由此可以看出，在无导水构造沟通的情况下突水可能性小。但由于井田内有碾底断层、105、黄岭断层的存在，要密切注意各含水层之间水力联系，在开采到构造和陷落柱附近时必须加强防范。6、水文地质类型XX组2-5号煤层上部下石盒子组含水层为直接充水含水层，富水性弱，下部XX组灰岩、砂岩岩溶裂隙含水层和奥陶系中统石灰岩岩溶裂隙含水层为间接充水含水层，奥灰岩溶水位局部低于2-5号煤层底板标高，XX组6、8号以及9号煤层直接充水含水层为XX组薄层石灰岩岩溶裂隙含水层，间接充水层为奥陶系中统石灰岩岩溶裂隙含水层，其水位标高+901m-+910m，高于9号煤层底板标高最大为225m，2、4、5、6、8、9号煤层处于带压开采。在有导水构造沟通的情况下，局部存在奥灰岩溶水底板突水的可能，因此井田内2、106、4、5、6、8、9号水文地质类型属于中等型。7、 矿井涌水量预算（1）开采上组煤时的矿井涌水量井田内上组煤包括03、2、4、5号煤层，原西沟煤矿开采2号煤层，生产能力为15万t/a，其开采时矿井正常涌水量10m3/d，最大涌水量为30 m3/d。则当矿井生产能力达到120万t/a时，由比拟法预算矿井正常涌水量为80 m3/d，最大涌水量为240 m3/d。（2）开采下组煤时的矿井涌水量井田内下组煤包括6、8、9号煤层，原平口煤矿开采8号煤层，正常涌水量260m3/d，最大涌水量为360m3/d。主要为古空积水流入或渗入，生产能力为13万t/a。使用比拟法，当生产能力达到120万t/a时。经预算107、矿井正常涌水量在2400m3/d左右，最大涌水量3323m3/d。外部条件1、外运条件分析井田位于XX县清源镇后窑村、碾底村、西沟村一带，行政隶属于XX县清源镇管辖。307国道、大运（太祁段）高速公路、XX至离石高速公路从井田外东部4.5处经过，矿区有XX至古交公路通过，矿区距307国道约6.5km，距XX县城约5km，现有的公路外运条件完全能够满足矿井兼并重组整合到1.2Mt/a时的煤炭外运要求，煤炭外运条件较好。2、电源情况本矿两回35kV电源，一回架空引自马峪220kV变电站35kV母线段，线路导线选用LGJ-185钢芯铝绞线，供电距离约17km；另一回架空引自白石沟35kV变电站35k108、V母线段，线路导线选用LGJ-185钢芯铝绞线，供电距离约5km。当任一回电源停止运行时，另一回仍能保证其所带全部负荷用电。本矿两回电源线路均为专用线路，不得分接任何负荷。3、水源情况井田内地下奥陶系岩溶水，分布广，面积大，含水丰富，水质较好，可做为矿井永久水源利用。但奥灰水在水平和垂直方向上均具有不均一性，应进行专门的水源勘探，确定深井位置。矿井建成后，井下正常排水量为100m3/h，最大排水量为150m3/h，可作为工业场地地面生产、消防及井下消防洒水等用水水源；生活区生活污水量为167.83m3/d，工业场地生活污水量为270.93m3/d。以上水源经本矿回用后剩余部分可以供给附近农田灌109、溉、工矿企业使用。以上水源必须经过处理后方可使用。4、主要材料供应矿井建设所需的建材，如砖瓦、水泥、石料、砂子等当地可以满足供应，钢材、木材需由外地调进。资源整合条件综合评述及可行性分析井田地层倾角一般512，地质构造简单，水文地质类型属于中等型，井田内2、4、5、9号煤层为不易自燃煤层，6号煤层为不易自燃和自燃煤层，8号煤层大部分为自燃煤层，各煤层煤尘均有爆炸危险性，矿井为高瓦斯矿井。井田内03、2号基本采空，49号煤层在井田中部均有面积较大的古空区，据地质报告提供2、8号煤层采空区积水量较大，为24.10万m3。本矿及周边矿井采（古）空区积水是本矿一大安全隐患，生产建设中必须坚持“预测预报110、，有掘必探，先探后掘，先治后采”的原则。矿井资源储量丰富，外运、水源、电源等条件良好，开采的各煤层为优质贫煤和无烟煤，为良好的动力及民用煤，市场前潜力巨大。总体来说，矿井资源整合条件较好，适宜采用机械化综采采煤方法开采，以提高资源回收率，实现规模化、高效率、高效益生产，同时为上级主管部门审批和项目投资决策提供可靠依据，故本矿井兼并重组整合是可性的，宜尽早实施。1.3 矿井设计概况1.3.1 井田境界及可采储量根据XX省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室文件（XX重组办发200919号），按照“资源整合、关小上大、联合改造、淘汰落后、优化结构”的指导方针重组整合的精神，原XX县XX煤矿、原XX111、县西沟煤矿、原XX县洛池渠煤矿和原XX县平口煤矿进行重组整合，整合后称为：XX煤业有限公司。矿井位于XX县清源镇后窑村、碾底村、西沟村一带，行政隶属于XX县清源镇管辖。矿区交通方便，外运、电源、水源条件可靠，材料供应等其它建设条件配套，具有优越的外部建设条件。整个井田东西长约7200m，南北宽600m2010m，井田面积为10.1777km2。矿井现保有资源/储量8995万吨，设计可采储量4131万吨。整合后井田北部为碾底煤矿、石窑矿、平太矿、小回沟煤矿及小回沟的后备区，东部为大成窑矿、源盛矿，南部为李家楼矿和南峪矿，西南部为东于矿。矿井批准开采03#9#煤层，其中，主要可采煤层为2#、4#、112、5#、6#和8（8+9）#、9#煤层。井田地质构造属简单类型，水文地质类型属中等，井田内的03、2号煤层已基本采空，其他各煤层在井田中部有面积较大的古空区。1.3.2 设计生产能力、服务年限矿井设计服务年限为24.6年，其中一采区服务年限7.6年。整合后矿井生产能力为120万吨/年。1.3.3 井田开拓1、井田内地质构造、老窑范围、火区、煤层及水文条件、资源整合各矿采空区等对井田开拓开采的影响 (1)矿井批准开采039号煤层，其中03、2号煤层基本采空。8(8+9)、9号煤层为全区稳定可采煤层，4、5、6号煤层为大部分稳定可采煤层。4、5、6号煤层间距比较近，平均间距为7.62m和12.46m113、，8(8+9)、9号煤层间距比较近，平均间距为5.87m。6号和8号煤层平均间距为36.37m。(2)矿井地质构造属简单类型，地层倾角5-12。井田内陷落柱发育，直径在10-120m，一般30-60m；断层少，在井田北部边界有碾底正断层，走向北东向，倾向北西，倾角75左右，落差5-50m，在井田西南部边缘有黄岭正断层，走向北东，倾向南东，倾角75左右，落差2.5-15m。(3)井田水文地质为中等，由于井田的2号煤层基本采空，且在井田中部49号煤层均有面积较大的古空区将全井田划分为两个独立的区域，对矿井开采影响比较大。另外采(古)空区积水量大，为矿井的一大安全隐患。本井田奥灰水位标高+901m-114、+910m，井田内的2、4、5号煤层部分带压，6、8(8+9)、9号煤层全部带压，但根据地质报告，9号煤层底板承采的突水系数为0.047Mpa/m，小于受构造破坏块段的临界突水系数0.06MPa/m，矿井在没有特殊构造时突水可能性小。(4)矿井为高瓦斯矿井，各煤层均有爆炸危险性，6号煤层为不易自燃和自燃煤层、8号煤层(大部分)为自燃煤层，其他煤层为不易自燃煤层。井田内没有发现火区，地温地压正常。(5)后期随着煤层开采深度的增加，瓦斯涌出量有可能增加，因此在开拓开采巷道布置时，要为矿井通风留有足够的余地。(6)根据地质报告提供2号煤层有1096万t储量，2号煤层可采范围在井田西部，由于受到采空区115、的影响，2号煤层不单独设开拓大巷，设计在后期通过联络巷或暗斜井对2号煤层剩余的储量进行回收。2、矿井工业场地位置的选定原XX煤矿工业场地由于面积较小，不宜做矿井的生产工业场地，故将其作为兼并重组后的生活行政区较为合理。原平口煤矿工业场地及井筒利用价值较高，宜做矿井的主生产工业场地。另外由于受到地形和交通的限制，在井田内的其他地方新选主工业场地的位置基本没有，故根据井田的赋存情况，选择原平口煤矿工业场地作为矿井兼并重组后的生产工业场地，选择原XX煤矿工业场地作为兼并重组后的生活行政场地。3、井田开拓利用原平口煤矿工业场地做为矿井兼并重组后的生产工业场地，利用原XX煤矿工业场地做为生活行政区。矿井116、兼并重组后开采4、5、6、8（8+9）、9号煤层，全井田内4、5、6号煤层间距比较近，8（8+9）、9号煤层间距比较近，在开拓开采上考虑上组4、5、6号煤层采用联合布置，下组8、9号煤层也采用联合布置，煤流系统采用大联合布置。矿井投产初期布置有四个井筒，分别为主斜井、副斜井、行人进风斜井和1号回风立井。后期在井田中部及西南部再分别新增一对进、回风立井。井田内其他不利用的井筒均按“六条标准”及时关闭。主斜井：新建，倾角22，斜长494m到9号煤层下方30m左右，主斜井内装备胶带输送机并铺设有台阶和扶手，担负全矿井的原煤提升任务，兼做矿井矿井进风井和安全出口。在落底处附近新建井底煤仓、清理撒煤巷，117、在清理撒煤巷的北侧新建主变电所、主水泵房、管子道及主副水仓等硐室。在煤仓上口沿9号煤层向东布置+850m主水平胶带运输大巷。副斜井：刷大改造原平口副斜井，倾角22，在井筒322.4m处（到达8号煤之前）新建+850m水平甩车场，然后向东布置+850主水平轨道运输巷。后期开采井田西部的煤层时，将副斜井延深173.5m做+780m水平平车场。副斜井内铺设30kg 600mm的单轨、台阶和扶手，担负矿井除人员上下的所有辅助提升任务，兼做矿井进风井和安全出口。行人进风斜井：利用原平口煤矿的主斜井，倾角20，该井筒已落底8号煤层，并跟+850m主水平行人进风巷（利用现有巷道）联接。井筒内装备有架空乘人器118、，并铺设有台阶和扶手，担负矿井人员上下运输，兼做矿井进风井和安全出口。1号回风立井：新建，位于原平口回风立井南部180m处，井筒内装备梯子间，做矿井前期回风井，兼做矿井安全出口。该井筒一次性落底9号煤层，在见到4号煤层时布置+905m辅助水平回风巷，在落底9号煤层时布置+850m主水平回风巷。（1）矿井初期开拓：由于井田中部有一面积较大的古空区将井田分成两个独立的区域，矿井初期开采古空区以东井田范围内的各煤层，将该区域划分为一采区，一采区以+850m主水平和+905m辅助水平开拓，+850m主水平开拓大巷设在8、9号煤层，布置有+850m主水平胶带运输大巷（沿9号煤层布置）、+850m主水平轨119、道运输大巷（沿8号煤层布置）、+850m主水平行人进风巷（利用一段原8号煤层巷道）和两条+850m主水平回风大巷（沿9号煤层布置）。+850主水平胶带运输大巷跟煤仓上口相联，并向东布置到井田边界。+850m主水平轨道运输大巷跟+850m水平甩车场相联，并将现有的轨道巷向东布置井田边界。一采区+905m辅助水平设在上组4、5、6号煤层，布置有辅助水平胶带运输巷（沿5号煤层布置）、辅助水平轨道运输巷（沿5号煤层布置）和两条辅助水平回风巷（沿4号煤层布置）。一采区煤流系统采用大联合布置，辅助水平各系统通过轨道斜巷、行人进风斜巷、采区煤仓、瓦斯抽放斜巷和+850m主水平大巷相联。（2）矿井后期开拓：后120、期开采古空区以西井田西南部各煤层，为满足通风、运输距离较长，边界安全出口等问题，设计矿井后期在井田中部和西南部各增加一对进、回风立井，该井筒分别跟上下组煤沟通。在9号煤层古空区下方20m布置一组+780水平大巷（胶带、轨道和回风），并在井田西南部的上、下组煤各布置西开拓大巷和采区巷，上下组煤的巷道通过斜巷和采区煤仓进行联络。井田西部上组4、5、6号煤层采用联合布置，开采水平标高为+900m水平。沿着井田南部边界布置一组+900m水平西开拓大巷，在后期进、回风立井西部100m附近向井田西北边界再布置一组采区巷道。巷道也采用三巷布置，轨道运输巷和回风巷沿4号煤层布置，胶带运输巷沿5号煤层布置。井田121、西部下组8、9号煤层采用联合布置，开采水平标高为+780m水平。沿着井田南部边界布置一组+780m水平西开拓大巷，基本和上组煤层的巷道重叠布置，分别为+780胶带、轨道和回风大巷，在后期进、回风立井西部100m附近向井田西北边界再布置一组采区巷道。+780m水平轨道巷沿岩层3布置，回风巷布置在8号煤层，胶带运输巷布置在9号煤层。+900m水平的原煤通过西采区煤仓运到+780水平西胶带运输巷，辅助运输通过运输斜巷和+780m水平轨道巷相联，形成完善的开拓系统。井田西部的+780水平西开拓大巷分别和布置在古空区下的+780m水平胶带运输大巷、+780水平轨道运输大巷、+780水平回风大巷相联。+7122、80m水平胶带运输大巷东部通过斜巷和井底煤仓上口相联，西部和+780m水平西胶带运输大巷相联；+780水平轨道运输大巷东部和+850m水平甩车场相联，西部和+780m水平西轨道运输大巷相联；+780水平回风大巷东部和+850水平回风巷相联，西部和+780m水平西回风大巷相联。井下主运输采用胶带运输机运输，辅助运输前期采用无级绳连续牵引车运输，后期可采用蓄电池电机车运输。全井田划分为五个采区，井田东部为一采区，双翼布置工作面，倾向长壁开采；井田西部根据井田范围大小和开采水平标高划分为四个采区，分别为+900m水平二采区（开采4、5、6号煤层）、+780m水平二采区（开采8、9号煤层）、+900m123、水平三采区（开采4、5、6号煤层）和+780m水平三采区（开采8、9号煤层），均单翼布置工作面，走向长壁开采。矿井投产时在一采区+850m主水平的9号煤层布置9101工作面和在+905m辅助水平的4号煤层布置4101工作面。矿井初期采用分列式通风系统，后期采用混合式通风系统，风机工作方式为机械抽出式。4、水平划分根据开拓巷道的布置，全井田分别以+850m主水平（一采区）、+905m辅助水平（一采区）、+900m（+900m水平二、三采区）采区、+780m（+780m水平二、三采区）四个水平开采。5、大巷布置及运输方式（1）大巷布置矿井初期在一采区主水平布置有+850主水平胶带运输大巷、+850124、主水平轨道运输大巷、+850主水平行人进风巷和+850主水平回风大巷；在辅助水平布置有+905辅助水平胶带巷、+905辅助水平轨道巷和+905辅助水平回风巷。+850主水平胶带运输大巷和井底煤仓相联，并通过进风联络巷和主斜井相联，+850主水平轨道运输大巷和+850水平甩车场相联，+850主水平回风大巷、辅助水平回风巷和回风立井相联。主水平和辅助水平通过采区煤仓、轨道运输斜巷、行人进风斜巷、瓦斯抽放斜巷联系，形成完善的通风、运输、排水等系统。后期开采井田西部煤层时，分别在井田西部上下组煤层布置+780m水平和+900m水平开拓大巷和采区巷，并跟布置在古空区下方的+780m水平大巷相联。+780125、m水平和+900m水平通过西采区煤仓、轨道联络斜巷相联，形成井田西部开拓的完整系统。（2）运输方式井下主运输采用胶带运输机运输，辅助运输前期采用无级绳连续牵引车和调度绞车运输，后期采用电机车运输。6、采区划分及开采顺序根据井田内各煤层的赋存情况和开拓巷道布置层位，全井田划分为五个采区，井田东部为一采区，井田西部根据井田范围大小和开采水平标高划分为四个采区，分别为+900m水平二采区、+780m水平二采区、+900m水平三采区和+780水平三采区。开采顺序为一采区+900m水平二采区+780m水平二采区+900m水平三采区+780水平三采区。煤层开采顺序：原则上各采区内均采用由上而下顺序开采。一126、采区内由于8号煤层有部分采空，在其下部区域只可布置两个9号煤层的工作面（9101工作面和9102工作面），故矿井投产时在+850m主水平的9号煤层和+905m辅助水平的4号煤层各布置一个工作面保证矿井年产量，待9101和9102工作面采完后再由上而下顺序开采一采区内剩余的各煤层。 矿井采区接续表矿井投产后先开采井田东部的一采区，一采区内各工作面衔接安排表见表 一采区内各工作面衔接安排表井筒1、井筒用途、布置及装备主斜井：新建，倾角22，斜长494.0m，落底9号煤层下部，半圆拱断面，净宽4.8m，净断面16.2m2，表土段采用钢筋混凝土砌碹支护，基岩段采用锚喷支护。井筒内铺设1000mm的胶带127、输送机和30gk/m 600mm轨距的检修轨，井筒内还铺设有台阶和扶手，主斜井担负全矿井的煤炭提升任务，兼做矿井进风井和安全出口。主排水管路沿该井筒铺设到井底水泵房。副斜井：刷大改造原平口副斜井，倾角22，半圆拱断面，净宽由3.8m刷大到4.8m，净断面由11.3 m2刷大到16.2m2，表土段采用钢筋混凝土砌碹支护，基岩段采用锚喷支护，投产初期斜长322.4m落底8号煤层，后期将其延深落底+780m水平，斜长533.9m。井筒内铺设30gk/m 600mm轨距的单轨、台阶和扶手，担负全矿井除人员上下的所有辅助提升任务，兼做矿井进风井和安全出口。行人进风斜井：利用原平口主斜井，倾角20，半圆拱128、断面，斜长410.8m已落底8号煤层，净宽3.8m，净断面11.4m2，表土段采用料石砌碹支护，基岩段采用锚喷支护。井筒内设有架空乘人装置，并铺设有台阶和扶手，担负全矿井人员上下任务，兼做矿井进风井和安全出口。洒水及压风管路沿该井筒铺设到井底。回风立井：新建，直径7m，表土段和基岩段均采用混凝土砌碹支护，支护厚度为600m、400mm，表土段配筋，井筒垂深292.0m，落底9号煤层，井筒内装备梯子间，担负全矿井前期的回风任务，兼做矿井安全出口。 井筒特征表序号井筒特征井 筒 名 称主斜井副斜井行人进风斜井回风立井180井口座标纬距(X)4171609.4704171524.5404171572129、.0704171923.570经距(Y)19615587.62019615588.80019615605.06019616985.920254井口座标纬距(X)4171657.5004171572.5674171620.0944171971.600经距(Y)19615657.70019615658.88119615675.14919617056.0003井口标高+988.000+980.045+987.660+1142.2004方位角 (度)2562562565井筒倾角 (度)222220906落底水平标高 (m)780.028815.87807井筒长度或垂深 (m)494.0322.4/53130、3.9410.8292.08井筒净宽或净径 (m)4.84.83.87.09井筒支护支护形式表土及基岩风化段钢筋混凝土钢筋混凝土料石钢筋混凝土基 岩锚喷锚喷锚喷混凝土支护厚度(mm)表土及基岩风化段500800500800400600基 岩10010010040010断面积(m2)断面形状半圆拱半圆拱半圆拱圆净断面16.216.211.438.5掘进表 土23.723.715.552.8基 岩17.417.412.447.811井筒装备带宽1000mm带式输送机和检修轨道，台阶扶手。30kg/m、轨距600mm的单轨，铺设行人台阶扶手。装备架空乘人装置，铺设行人台阶扶手。装备梯子间。12备注新131、建刷大改造原平口煤矿副斜井利用原平口煤矿主斜井新建 2、井壁结构及施工方法矿井兼并重组后新增加主斜井和1号回风立井井筒，副斜井进行刷大改造，行人进风井利用已有。根据既有井筒开凿时的围岩岩性资料和水文地质资料预计，各井筒在施工时所穿岩层岩性良好，无流砂层、破碎岩层和强富水性含水层等不良地层，为此，设计确定各井筒均采用普通凿井法施工。主、副斜井表土段采用现浇C20混凝土加钢筋砌碹支护，基岩段原则上采用锚喷支护，个别地段围岩破碎时，可采用锚网喷支护。1号回风立井表土段和基岩段均采用混凝土砌碹支护，表土段配筋。新打的主斜井在穿古空区时必须制定相关措施进行加强支护，对古空区进行合理充填确保主斜井施工及使132、用安全。具体措施如下：由于采空区导致的岩层移动变形，首先要将采空区的合理充填，范围根据实际岩层变形或破碎情况一般以50100 m为宜，采空区充填物的力学性质应与采空区顶、底板岩层力学性质接近。另外根据该井筒穿越各采空区的地质情况，首先要加强探水，探有害气体及防片帮管理，并加强支护，利用打穿楔作为超前支护、井圈背板、背网进行临时支护，采用20II螺纹钢筋混凝土作为永久支护。确保了安全顺利的穿过采空区和工程质量，做到过采空区时安全无事故和工程质量全优。井底车场及硐室1、井底车场型式依据推荐的井田开拓方式，矿井投产时在副斜井下部8号煤层中建+850水平井底甩车场，车场内设高、低道线路。后期开拓井田西133、部的煤层时将副斜井延深到+780m水平岩石中，做+780m水平平车场，车场内设高低道线路。2、井底车场硐室名称及位置矿井投产后在主斜井下部设有井底煤仓、主变电所、主水泵房和主副水仓，在副斜井下部设有消防材料库，在副斜井下部的+850m水平甩车场处设有把钩房、躲避硐室和消防材料库（加宽式）等硐室，在+850m主水平大巷和+905m辅助水平中部设有避难硐室。在+850m主水平大巷的东部最底处设有一采区的采区水泵房及采区水仓。3、避难硐室避难硐室采用混凝土砌碹支护，支护厚度为400mm，并按相关要求设置了压风、自救等相关系统。大巷运输及设备1、运输方式的选择 井下煤炭运输方式的选择目前国内大中型矿井134、的井下煤炭运输较普遍采用带式输送机，其主要优点如下：（1）运输能力大，运输系统单一化、管理人员少、事故少、效率高、容易实现自动控制和集中生产。（2）具有连续运输的优越性，增产潜力大，能够充分发挥综合机械化设备的生产能力，确保矿井稳产高产。（3）井底车场简单、工程量少、运输环节少；主、辅运输互不干扰，利于简化生产环节、提高劳动生产率和保证安全生产。（4）大巷沿煤层布置，利于巷道掘进，对煤巷胶带运输具有较强的适应能力。本矿井兼并重组后仍采用带式输送机运输。井下运输大巷呈直线布置，矿井机械化程度高，能实现井下煤炭运输的连续化。井下辅助运输方式的选择井下现有巷道均沿煤层布置，巷道坡度05，资源兼并重组135、前辅助运输采用JD-11.4型调度绞车。根据矿井巷道布置情况，结合目前国内井下辅助运输技术装备发展现状和本矿井井下辅助运输量、运距以及矿井兼并重组前矿井实际辅助运输方式和初期投资情况，设计井下辅助运输方式为无极绳连续牵引车和调度绞车牵引1.0t系列矿车运输方式。2、运输设备选型（1）+905水平胶带运输大巷带式输送机选型+905水平胶带巷带式输送机的主要技术参数为：B=1000mm、Q=900t/h、v=2.5m/s、Lh=476m、H=5m、=0.601驱动方式采用头部单滚筒单电机液粘软启动装置驱动。电动机：N=185kW，四极电机，U=10kV（IP55）防爆电机，一台。减速器：H3SH1136、1型，i=25、带冷却风扇（FLENDER），一台。液粘软起动装置：YNRQD250/1500型，输入转速n=1500r/min，传递功率：160kW250kW，一台。盘式可控制动装置：KPZ1000/19.6型，一台，额定制动力矩19.6kNm,制动盘直径D=1000mm；液压站：双系统液压站一台，电动机N=3.02kw（防爆）。配套防爆型控制柜：一套，电压：660v（济宁科大科技有限公司）。胶带：ST/S630钢绳芯阻燃抗静电胶带，且必须满足MT668-2008标准要求。自控液压拉紧装置：ZYJ-500型(第一种安装方式)，拉紧行程：4.0m，拉力：80kN。液压站及绞车电机N=11kw（137、防爆），U=660v。设置在胶带机尾部。（2）+850水平胶带运输大巷带式输送机选型：+850水平胶带巷带式输送机的主要技术参数为：输送量： Q=900t/h，带宽B=1000mm、v=2.5m/s，倾斜系数k=1.0、堆积角取=20、槽角选=35，传动滚筒设在头部，采用双滚筒双电机驱动，采用自控液压拉紧装置，拉紧装置设在尾部。驱动方式采用头部双滚筒双电机液粘软启动装置驱动。电动机：YB245034型，N=280kW，U=10kV（IP55）防爆电机，两台。减速器：H3SH13型，i=31.5、带冷却风扇（FLENDER），两台。液粘软起动装置：YNRQD350/1500型，输入转速n=150138、0r/min，传递功率：280kW355kW，两台。盘式可控制动装置：KPZ-1200/47型，两台，额定制动力矩47.0kNm,制动盘直径D=1200mm；液压站：双系统液压站一台，电动机N=3.02kw（防爆）。配套防爆型控制柜：一套，电压：660v（济宁科大科技有限公司）。胶带：ST/S1600钢绳芯阻燃抗静电胶带。自控液压拉紧装置：ZYJ-500型(第一种安装方式)，液压站及绞车电机N=11.0kw，U=660v。设置在胶带机尾部。（3）井下辅助运输设备井下辅助运输采用无极绳连续牵引车和调度绞车牵引1t系列矿车运输，设计在一采区+850主水平轨道大巷内设一台无极绳连续牵引车，+905m139、辅助水平由于运输距离较短，设计采用JD-1.6调度绞车牵引矿车运输。采区布置及装备1、采煤方式根据矿井井型及各煤层的赋存情况，并结合目前各中型矿井的装备水平，设计4、5、6、9煤层采煤方法均采用综采一次采全高的采煤方法。8（8+9）号煤层厚度在1.46.2m，根据煤层的赋存情况，在煤层厚度小于4.0m的区域采用综采一次采全高的采煤方法，在大于4.0m的区域采用综采放顶煤一次采全高的采煤方法。2、工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型（1）回采工作面长度矿井投产后，为保证矿井的年生产能力和矿井的正常接替，设计在一采区的+850m主水平的9号煤层（上部8号煤层采空范围）布置9101工作面和+905m140、辅助水平的4号煤层布置4101工作面。首采的9号煤层平均厚度为2.99m，4号煤层为1.63m，根据矿井的生产规模及各煤层的厚度及压茬关系，确定9101工作面长度为200m，4101工作面长度为150m。（2）工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型针对煤层的赋存情况及开采技术条件并结合目前国内综采工作面设备配备情况，选用性能良好、使用性强、安全可靠、并适合矿井各可采煤层赋存条件的较先进设备，根据这一基本原则，对工作面采、装、运设备进行选型。由于投产前期9号煤层只可布置9101和9102两个工作面，在设备选型上要兼顾上组8号煤层。+905m辅助水平的4号煤层投产时由于和9号煤层同时生产，但在选择设141、备时要考虑后期工作面均布置到+905m辅助水平时的生产能力，设备选型要根据产量和地质条件留有一定的富裕。综采工作面采、装、运、支全部为机械化。9101工作面采煤机:选用MG200/475-W型采煤机。4101工作面采煤机选用MG150/375-W型采煤机。刮板输送机：9号煤层可选用SGZ764/264型中双链刮板输送机。其主要技术特征为：长度200m，输送量600t/h，装机功率2132kW，刮板链速1.12m/s。4号煤层可选用：SGZ630/220型刮板输送机，其主要技术特征为：长度150m，输送量500t/h，装机功率2110kW，刮板链速1.07m/s。可伸缩胶带输送机：选用SSJ10142、00/160型可伸缩胶带输送机，运距1000m，运输能力600t/h，电功功率160kW，带速为2.5m/s。转载机：9101工作面转载机选用SZB-764/132型刮板转载机，机长39.7m，输送能力700t/h，电机功率132kW，链速1.34m/s。4101工作面转载机选用SZB-730/90型刮板转载机，机长30m，输送能力750t/h，电机功率90kW，链速1.31m/s。轨道顺槽无极绳连续牵引车：4号和9号首采工作面的轨道回风顺槽内各铺设一台SQ-80/110B型无极绳连续牵引车。 9101综采工作面主要设备配备表9101综采工作面设备名称设备型号功率(kW)单位总数量备注双滚筒采143、煤机MG200/475-W475台1液压支架ZZ5600-17/35架126端头支架PDZ组2可弯曲刮板输送机SGZ764/2642132台1破碎机PEM1000-650II55台1转载机SZB-764/132132台1可伸缩胶带输送机SSJ1000/160160台1乳化液泵站WRB200/31.5132台1两泵一箱喷雾泵站WPZ320/1075台1两泵一箱无极绳连续牵引SQ-80/110B110台1探水钻MYZ20022台14101综采工作面设备名称设备型号功率(kW)单位总数量备注双滚筒采煤机MG150/375-W375台1液压支架ZZ5600-14/28架92端头支架组2可弯曲刮板输送机144、SGZ630/2202110台1转载机SZB-730/9090台1可伸缩胶带输送机SSJ1000/160160台1乳化液泵站WRB200/31.5132台1两泵一箱喷雾泵站WPZ320/1075台1两泵一箱无极绳连续牵引SQ-80/110B110台1探水钻MYZ20022台13、工作面顶板管理方式，支护设备选型(1)工作面顶板管理方式各回采工作面采用倾向长壁综采一次采全高的采煤方法，工作面顶板采用全部垮落法管理。(2)工作面液压支架选型9号煤层工作面支架选型设计9号煤层选用ZZ5600-17/35型液压支架，技术参数如下：支架支撑高度： 1.73.5m；重量： 18t；支护强度： 0.91MP145、a；泵站压力： 24.5 MPa；工作阻力： 5600kN；外形尺寸： 586914301700mm；4号煤层工作面支架选型设计4号煤层首采工作面选用ZZ5600-14/28型液压支架，技术参数如下：支架支撑高度： 1.42.8m；重量： 17.4t；支护强度： 0.730.98MPa；泵站压力： 24.5 MPa；工作阻力： 5600kN；外形尺寸： 583014501400mm；4、工作面回采方向回采方式为采区内采用前进式开采，工作面采用后退式开采，同一翼相邻工作面间采用顺序开采。5、采区布置（1）采区布置情况根据井田内各煤层的赋存情况和开拓巷道布置层位，全井田划分为五个采区，井田东部为一146、采区，以+845m主水平开采8、9号煤层，以+905m水平开采4、5、6号煤层。井田西部根据井田范围大小和开采水平标高划分为四个采区，分别为+900m水平二采区、+780m水平二采区、+900m水平三采区和+780水平三采区。其中+900水平开采4、5、6号煤层，+780m水平开采8、9号煤层。开采顺序为一采区+900m水平二采区+780m水平二采区+900m水平三采区+780水平三采区。煤层开采顺序：原则上各采区内均采用由上而下顺序开采。一采区内由于8号煤层有部分采空，在其下部区域只可布置两个9号煤层的工作面（9101工作面和9102工作面），故矿井投产时在+845m主水平的9号煤层和+90147、5m辅助水平的4号煤层各布置一个工作面保证矿井年产量，待9101和9102工作面采完后再由上而下顺序开采一采区内剩余的各煤层。（2）采区尺寸、巷道布置采区尺寸矿井兼并重组移交生产及达到设计生产能力时，在一采区+845m主、+905m辅水平的9号和4号煤层各布置一个倾向长壁综采工作面。一采区南北走向长约2.0km，东西倾斜宽约0.8km，采区面积约1.9km2。一采区地质保有储量为2686万t，设计可采储量为1277 万t，按设计生产能力1.2Mt/a计算，可服务7.6a。采区巷道布置矿井投产时在+845m主水平大巷北侧靠近井底煤仓附近布置9101回采工作面。9101工作面布置有胶带进风顺槽、轨148、道回风顺槽和瓦斯尾巷，胶带顺槽直接和井底煤仓上口、+845m主水平胶带大巷相联，并通过联络巷和+845m主水平的轨道大巷相联。轨道回风顺槽和瓦斯尾巷和主水平的轨道大巷和回风大巷相联，形成9101工作面完善的运输、通风、供电、行人及排水系统。在+905m辅助水平大巷的北侧靠近井田东部边界布置4101回采工作面，4101工作面布置有胶带进风顺槽、轨道回风顺槽和瓦斯尾巷，其胶带顺槽直接和+905m辅助水平胶带大巷相联，轨道回风顺槽和瓦斯尾巷和辅助水平的轨道大巷和回风大巷相联，形成4101工作面完善的运输、通风、供电、行人及排水系统。（3）采区煤炭运输、辅助运输、通风及排水系统a、运煤系统9101回采149、工作面(可弯曲刮板输送机)顺槽(转载机)顺槽(可伸缩胶带输送机)一采区胶带大巷(胶带输送机) 井底煤仓主斜井(大倾角带式输送机)地面。4101回采工作面(可弯曲刮板输送机)顺槽(转载机)顺槽(可伸缩胶带输送机)+905m辅助水平胶带巷(胶带输送机) 采区煤仓一采区胶带大巷(胶带输送机) 井底煤仓主斜井(大倾角带式输送机)地面。b、材料设备、矸石等辅助运输系统地面材料设备副斜井(提升绞车)+845m井底车场(调度绞车牵引矿车)一采区轨道(无极绳连续牵引车和调度绞车)9101工作面轨道顺槽(无极绳连续牵引车)9101回采工作面。地面材料设备副斜井(提升绞车)+845m井底车场(调度绞车牵引矿车)一150、采区轨道(无极绳连续牵引车和调度绞车)轨道运输斜巷辅助水平轨道巷4101工作面轨道顺槽(无极绳连续牵引车)4101回采工作面。9号煤层掘进头矸石(调度绞车牵引矿车)一采区轨道大巷(无极绳连续牵引车和调度绞车)+845m水平甩车场副斜井地面。4号煤层掘进头矸石(调度绞车牵引矿车)辅助水平轨道巷(无极绳连续牵引车和调度绞车) 轨道斜巷一采区轨道大巷(无极绳连续牵引车和调度绞车)+845m水平甩车场副斜井地面。c、通风系统新鲜风流由副斜井、主斜井、行人进风斜井井底车场、一采区胶带巷、一采区轨道巷9101工作面进风顺槽9101工作面。新鲜风流由副斜井、主斜井、行人进风斜井井底车场、一采区胶带巷、一采区151、轨道巷轨道斜巷、行人进风斜巷辅助水平胶带巷、辅助水平轨道巷4101工作面进风顺槽4101工作面。污风：9101工作面回风顺槽一采区回风巷回风立井(主扇风机)地面。污风：4101工作面回风顺槽辅助水平回风巷回风立井(主扇风机)地面。d、排水系统工作面顺槽(小水泵)顺槽联络巷(小水泵)主、辅水平轨道巷(水沟)井底水仓(主排水泵)主斜井(排水管)地面井下水处理站调节池。 6、巷道掘进（1）巷道断面和支护形式。矿井兼并重组移交生产时主要巷道有：+850m主水平和+905m辅助水平胶带、轨道、回风大巷，采区巷道有工作面进风顺槽、回风顺槽、瓦斯尾巷、开切眼和顺槽联络巷。胶带、轨道大巷均为矩形锚网喷支护，锚152、杆选用20 L=2400，间排距为800mm，锚索选用15.24,L=6000mm，排距2500mm,间距1200mm，巷道净宽4.5m，净高3.0m，净断面13.5m2。采区胶带巷内铺设1000mm的胶带输送机，采区轨道巷内铺设30kg/m，600mm轨距单轨。回风大巷为矩形锚网喷支护，锚杆选用20 L=2400，间排距为800mm，锚索选用15.24,L=6000mm，排距2500mm,间距1200mm，巷道净宽4.8m，净高3.5m，净断面16.8m2。工作面进风顺槽、回风顺槽、瓦斯尾巷也为矩形锚网支护，锚杆选用20 L=2400，间排距为800mm，锚索选用15.24,L=6000mm153、，排距2500mm,间距1200mm，巷道净宽4.5m，净高3.0m，净断面13.5m2。进风顺槽内铺设1000mm的胶带输送机，轨道顺槽内铺设30kg/m，600mm轨距的单轨。9101工作面开切眼沿煤层布置，净宽6.0m，净高3.0m，净断面18.0m2。开切眼均采用锚杆加锚索支护，锚杆选用20 L=2400，间排距为800mm，锚索选用15.24,L=6000mm，排距2500mm,间距1200mm。顺槽联络巷按通过移动变电站设计，同时考虑了综合管线布置和矿井通风要求。巷道内铺设轨距600mm，轨型30kg/m单轨，木轨枕，无道渣。巷道采用半圆拱断面，锚网喷支护。巷道净宽4.0m，净高3154、.0m，净断面12.0m2。（2）巷道掘进进度指标参照煤炭工业设计规范和矿井建设工期定额中的井巷成巷指标，结合目前国内建井施工队伍的施工技术水平，为确保矿井能按时移交生产，按巷道岩性、断面等确定井巷平均进度指标如下：井筒： 80100 m/月；综掘： 300400m/月；普掘： 150200m/月；硐室掘进： 500700m3/月（3）掘进工作面个数、组数，掘进的机械配备根据采煤工作面年推进度，本着“以保证矿井正常生产时合理的采掘接续”为原则，矿井移交生产及达到设计生产能力时，共布置三个综掘面和一个普掘面，其中在+905m辅助水平的4号煤层布置二个顺槽综掘面，在+845m主水平的9号煤层布置一155、个顺槽综掘面和一个大巷普掘面。掘进工作面主要设备配备见表5-3-1。（4）矿井生产时采掘比例关系及矸石率的预计矿井移交生产时，井下共布置三个综掘面和一个普掘面，采掘比2:4。井下+845m主水平掘进工作面为煤巷，+905m辅助水平多为半煤岩巷，预计井下矸石量为50kt/a。（5）矿井移交生产及达到设计产量时井巷工程量矿井移交生产及达到设计产量时，井巷工程量为18609.0m，其中新增井巷工程总长度16712.0m，利用的井巷工程长度为1897.0。井巷掘进总体积258512.7m3，其中硐室体积11525.6m3，万吨掘进率为139.3m。通风和安全1、矿井通风安全情况（1）瓦斯根据XX省煤炭156、工业局XX安发200612号文件，关于XX市254座煤矿2005年瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定的批复，本井田内整合前各煤矿开采2号和8号煤层，均为高瓦斯矿井，其周边相临煤矿如XX县东于煤矿、XX县平太煤矿等也为高瓦斯矿井。根据XX省煤炭工业局XX安发200612号文批复，2005年度原XX市XX县平口煤矿8号煤层绝对瓦斯涌出量为10.71m3/min,相对瓦斯涌出量为27.6m3/t,二氧化碳绝对涌出量为1.55 m3/min,相对涌出量为3.99m3/t,为高瓦斯矿井。XX市XX县西沟煤矿2号煤层瓦斯绝对涌出量为3.68m3/min,瓦斯相对涌出量为13.38m3/t,二氧化碳绝对涌出量为0157、.94 m3/min,相对涌出量为3.42m3/t,为高瓦斯矿井。根据煤炭科学研究总院沈阳研究院于2010年11月编制完成了XX煤业有限公司矿井瓦斯涌出量预测报告及批复，该矿开采4、9号煤层且生产能力达到1.2Mt/a时，最大相对瓦斯涌出量为24.30m3/t，最大绝对瓦斯涌出量值为61.36m3/min；中期开采5号煤层且达到1.20Mt/a能力时，最大相对瓦斯涌出量为18.77m3/t，最大绝对瓦斯涌出量值为47.39m3/min；后期开采8号煤层且达到1.20Mt/a能力时，最大相对瓦斯涌出量为24.46m3/t，绝对瓦斯涌出量值为61.75m3/min；开采9号煤层且达到1.20Mt/158、a能力时，最大相对瓦斯涌出量为30.58m3/t，最大绝对瓦斯涌出量为77.20m3/min，属高瓦斯矿井。（2）煤尘爆炸危险性根据测试资料，原XX县平口煤矿开采8号煤层，煤尘具有爆炸危险性；原XX县西沟煤矿、原XX县XX煤矿、原XX县洛池渠煤矿开采2号煤层，煤尘均具有爆炸性。2006年7 月10日XX县西沟矿2号煤层煤样和2007年2月XX煤矿2号煤层煤样送到XX省煤炭工业局综合测试中心测试，测试结果为煤尘均有爆炸危险性。另外根据地质报告本次补充勘探N-1、N-7、N-9钻孔可采煤层采样化验，结果为2、5、6、8、9号煤层煤尘均具有爆炸危险性。（3）煤的自燃倾向2006年7 月10日XX县西159、沟矿2号煤层煤样和2007年2月XX煤矿2号煤层煤样送到XX省煤炭工业局综合测试中心测试，测试结果为2号煤层均属不易自燃煤层。另外根据地质报告本次补充勘探N-1、N-7、N-9钻孔可采煤层煤样测试煤的自燃倾向性，测试结果为2、4、5、9号煤层均属不易自燃煤层，6号煤层属不易自燃和自燃煤层。另外，由于8号煤层原煤挥发分Vdaf 9.66%13.26%，St,d 0.96%4.10%（平均为2.06%），据此可确定该煤层大部应属于自燃煤层。（4）地温根据XX省XX西山煤田清交矿区XX勘探区详查地质报告资料，井田属地温正常区，地温梯度(T)小于3/100m。2、瓦斯抽放（1）瓦斯抽放方法的选择根据瓦160、斯预测报告，4号煤回采工作面绝对瓦斯涌出量为9.25m3/min，其中开采层绝对瓦斯涌出量为3.66m3/min，占工作面瓦斯涌出量的39.57%；邻近层绝对瓦斯涌出量为5.59m3/min，占工作面瓦斯涌出量的60.43%。9号煤回采工作面绝对瓦斯涌出量为38.62m3/min，其中开采层绝对瓦斯涌出量为19.08m3/min，占工作面瓦斯涌出量的49.40%；邻近层绝对瓦斯涌出量为19.54m3/min，占工作面瓦斯涌出量的50.60%。本矿井在实施瓦斯抽放时应进行综合瓦斯抽放。即：4、9号煤回采工作面采用开采层采前预抽回采时边采边抽和邻近层卸压抽放相结合的综合瓦斯抽放方法。（2）抽放方法161、根据瓦斯抽放报告及批复，设计在地面建立固定瓦斯抽放高、低压双系统泵站。4号煤层采用顺向平钻孔，工作面长度为150，采用单侧布孔，钻孔布置在回风顺槽，设计钻孔长度为135m，开采层预抽时间为2个月。 9号煤层开采层采用顺向平行钻孔，工作面长度为200m，采用双侧布孔，钻孔布置在回风顺槽和胶带顺槽，设计钻孔长度为110m，预抽时间为4个月。两个工作面的钻孔间距均为9m，钻孔基本平行工作面开切眼方向，综采工作面顺层抽采钻孔共配备ZDY4000L钻机4台及配套73mm螺旋杆施工，钻孔直径为120mm。邻近层及采空区顶板走向钻孔共配备2台ZDY400S钻机及配套73mm圆钻杆施工，在回采工作面瓦斯尾巷每162、隔50m向工作面侧上方布置倾斜穿层钻孔对邻近层瓦斯进行卸压抽放。钻孔倾角根据煤柱宽度、煤层倾角确定，钻孔长度根据工作面长度和临近层间距确定，钻孔直径为193mm，设计采空区利用闭墙上部插管进行抽放瓦斯，插管与主管连接处设阀门、流量计和浓度检测口，埋管为3803mm的焊接钢管。（3）瓦斯抽放系统及设备矿井在原平口煤矿工业场地的东北山坡台地间建立地面瓦斯抽放泵站，抽放管路通过地面瓦斯抽放钻孔和井下各管路连接。抽放泵站内装备有2BEC60型水环真空泵2台，用于高负压抽放系统，配备YB系列，10KV、4极450kw隔爆电动机；站内还装备有2BEC72型水环真空泵2台，用于低负压抽放系统，配备YB系列，163、10KV、4极630kw隔爆电动机，高、低负压抽放泵均为一台工作，一台备用。本煤层高负压抽放管路：工作面顺槽回风巷瓦斯管路钻孔泵站；地面、抽放钻孔主管选用4029mm镀锌铁管；回风巷干管选用4029mm镀锌铁管；工作面顺槽分管选用2196mm无缝钢管。低负压抽放系统抽放管路：工作面瓦斯尾巷回风巷瓦斯管路钻孔泵站；地面、抽放钻孔主管选用6309mm镀锌铁管；回风巷干管选用6309mm镀锌铁管；工作面顺槽分管选用4029mm镀锌铁管。3、矿井通风（1）通风方式及通风系统依据井田开拓部署及煤层赋存条件，确定矿井前期采用分列式通风系统，风机工作方式为机械抽出式。主斜井、副斜井、行人进风斜井进风，1号回164、风立井回风。三个进风井筒位于矿井工业场地内，回风立井位于风井场地，服务年限均为矿井的服务年限。矿井后期采用混合式通风方式。（2）掘进通风及硐室通风矿井达到设计生产能力时，共配备三个综掘面和一个普掘工作面，均采用独立通风，掘进工作面所需风量由局部通风机对其压入式供给。井下中央变电所、主排水泵房、消防材料库等硐室利用主扇风机负压通风。矿井井下不设爆破材料发放硐室，采区变电所为独立通风。（3）矿井风量经过计算，矿井总进风量为210m3/s。其中主斜井进风量50m3/s，副斜井进风量100m3/s，行人进风斜井进风量60m3/s，回风立井回风量210m3/s。提升设备新增主斜井装备胶带输送机完成煤炭提165、升任务；利用原平口主斜井作为行人进风斜井，装备有架空乘人器，担负矿井人员上、下井任务；通过刷扩原平口副斜井，作为本次设计副斜井，装备单滚筒缠绕式提升机，担负除人员以外的大件运送、提升矸石、升降材料设备等辅助提升任务；新增回风立井作为矿井专用回风井。1、主斜井提升设备本次设计在主斜井井筒内装备一条钢丝绳芯带式输送机，另一侧铺设检修道，担负带式输送机检修设备的升降任务。井底煤仓中的煤由一台GLD800/5.5/S型甲带给料机（其给煤量Q=320t/h），给至主斜井带式输送机后，由其提升至主井井口房。主斜井井筒安设带宽B=1000mm、带速v=2.0m/s、运量Q=320t/h、倾角=22的钢丝绳芯166、带式输送机。驱动方式采用头部双滚筒双电机液粘软起动驱动。电动机：YB型，N=185kW，U=10kV，防护等级IP54，两台。液粘软起动装置：YNRQD250/1500型，两台，输入转速n=1500r/min，传递功率：160kW250kW。液压泵站两台，润滑泵电动机N=7.5kw（防爆）两台,控制泵电动机N=2.2kW（防爆）两台；配套电控柜：一套，电压：660v。应具备功率平衡及调速性能。（济宁科大科技有限公司）。减速器：H3SH11型，i=40、带冷却风扇，两台。（FLENDER）。逆止器：DSN130型，逆止力矩M=130kN.m，两台。盘式可控制动装置：KPZ1200/118型。拉紧167、装置:采用重载车式拉紧，拉力：90kN, 拉紧行程：5.0m。2、副斜井提升设备副斜井采用单钩串车提升方式，装备单绳缠绕式提升机，担负提升矸石、升降材料设备及最重件(液压支架)等辅助提升任务。选用JK-2.52/30E型单绳缠绕式提升机，技术参数如下：Dg=2500mm，Bg=2000mm，Fj=Fc=90kN，i=30，Vmax=3.233m/s。配套行星齿轮减速器。3、一采区轨道斜巷提升设备一采区轨道斜巷采用单钩串车提升方式，装备单绳缠绕式矿用液压防爆提升机，担负由+845主水平轨道大巷至+905辅助水平轨道巷提升矸石、升降材料设备及最重件(液压支架)等辅助提升任务。通风设备 根据通风机所168、需风量及负压，选用两台FBCDZ1032B型矿用防爆对旋轴流通风机，两台通风机一用一备。排水设备矿井采用集中排水方式，在主斜井井底设主排水泵房，井下涌水经主斜井井筒敷设的排水管路，直接排至矿井工业场地“井下水处理站调节池”。1、主排水设备选用MD155308型离心水泵三台，水泵技术参数如下：额定流量Qe=155m3/h，额定扬程He=240m，三台水泵，一台工作，一台备用，一台检修。排水管、吸水管均选择：2196无缝钢管。2、一采区排水设备在+845主水平轨道大巷最低点设一采区排水泵房，将采区涌水排至主排水泵房水仓。选用BQS1406045/WS型矿用隔爆型潜水排沙泵三台，水泵技术参数如下：额169、定流量Qe=140m3/h，额定扬程He=60m，配套电动机660V，45kW。三台水泵，一台工作，一台备用，一台检修。排水管选择：2196无缝钢管。压缩空气设备1、设计依据矿井用风设备及参数见表。 矿井风动工具设置一览表设备名称型 号单台耗风量(m3/min)工作压力(MPa)用风地点及设备数量同时使用系数风动锚杆打眼机MQT-85C2.73.60.641风煤钻ZQS30/2.53.30.651混凝土喷射机PZ-5B80.611风镐G101.00.6412、设备选型选用M200-2S型空冷型螺杆式空气压缩机三台，两台工作，一台备用。空压机额定排气量38.8m3/min，额定排气压力0.85M170、Pa，配套10kV，200kW电动机。主管：由压风机房经行人进风斜井敷设2196无缝钢管；干管1：+905辅助水平轨道巷至工作面顺槽敷设1594.5无缝钢管；干管2：+850水平行人进风大巷至9号煤工作面顺槽敷设1594.5无缝钢管；分管：工作面顺槽敷设894无缝钢管。 瓦斯抽放设备根据煤炭科学研究总院沈阳研究院鉴定报告，XX煤矿属于高瓦斯矿井。采用工作面邻近层抽采、开采层抽采和采空区抽采相结合的综合抽采方式。回采工作面回采前预抽，回采时边采边抽，邻近层瓦斯卸压抽放，采空区采用密封采空区插管方法抽放。瓦斯抽放系统按高负压抽放与低负压抽放两个系统设立，分别对井下本煤层、邻近层及采空区的瓦斯进行抽171、放。地面工业广场场地设立地面瓦斯抽放泵站一座，站内装备有2BEC60型水环真空泵2台，用于高负压抽放系统，配用YB系列，10kV，4极，450kW隔爆电动机；2BEC72型水环真空泵2台，用于低负压抽放系统，配用YB系列，10kV，4极，630kW隔爆电动机。高、低负压抽放泵均为一台工作，一台备用。 高负压抽放系统抽放瓦斯管径表管 路名 称纯瓦斯流 量(m3/min)瓦 斯浓 度(%)混合瓦斯流 量(m3/min)气 体流 速(m3/s)管 道内 径(m)安装地点服务范围主管17.183549.087.210.38地面全矿井主管17.183549.087.210.38抽放钻孔全矿井干管17.1172、84042.956.310.38采区回风巷全矿井分管14.295459.545.060.2胶带顺槽回采工作面分管24.295459.545.060.2轨道顺槽回采工作面分管34.295459.545.060.2回采工作面瓦斯尾巷预抽工作面分管44.295459.545.060.2轨道顺槽预抽工作面 低负压抽放系统抽放瓦斯管径表管 路名 称纯瓦斯流 量(m3/min)瓦 斯浓 度(%)混合瓦斯流 量(m3/min)气 体流 速(m3/s)管 道内 径(m)安装地点服务范围主管24.452597.805.760.6地面全矿井主管24.452597.805.760.6抽放钻孔全矿井干管24.4525173、97.805.760.6采区回风巷全矿井分管13.683045.606.700.38工作面瓦斯尾巷回采工作面13.683045.60工作面邻近层10.772053.85工作面采空区地面生产系统1、主斜井地面生产系统工艺布置：主斜井带式输送机将原煤运至主井井口房，通过转载带式输送机运至筛分间，转载带式输送机头部设除铁器，筛分间内设2YAH2460型双层圆振筛和带宽B=1200mm手拣矸带式输送机，对原煤进行筛分，并对筛上物+100mm的块煤手拣矸石，块煤经带式输送机运至储煤场落地储存，储煤场设防风抑尘网。筛分间下设矸石仓，矸石进入矸石仓内，矸石仓容量约200t/个。-30mm级末煤通过带式输送机174、运至末煤仓，仓上设有可逆配仓带式输送机两台，通过机头分岔溜槽给至可逆配仓带式输送机对原煤进行配仓，两个末煤筒仓直径16m，总容量9000t。10030mm级原煤通过带式输送机运至直径16m中块煤仓，通过犁式卸料器卸入中块煤仓内，块煤仓容量3800t。块煤仓内设螺旋溜槽以防块煤摔碎。末煤仓、中块煤仓下各设有定值皮带秤快速装车系统四台，原煤通过快速装车系统装汽车，使得装入汽车内的煤量准确（误差为0.3%），不需另外增减煤量，减少载煤汽车反复增减煤量的繁琐环节。大块煤通过装载机装汽车。为防止末煤筒仓中煤起拱堵仓，在末煤仓设有空气炮64台。矸石仓下设电液动扇形装车闸门。 地面设有SCS-100型汽车衡175、一台，原煤外运销售计量均通过汽车衡计量。2、副井地面生产系统井口车场采用顺向平车场，设两股道，上井的重车线和下井的空车线，重车线设有挡车器，以防重车上井后，倒入井筒；空车线上设有阻车器，阻挡在井口等待下井的空矿车组、材料车（含大件）等车辆，防止其误入井筒。在井筒内设有五套常闭式斜井防跑车挡车装置，防止运行中断绳、脱钩的车辆跑车，满足煤矿安全规程第370条的要求。在井口竖曲线段设有200托绳轮，在井筒内每隔15m安设地辊，起托绳作用。3、行人进风斜井利用原平口矿主斜井改为进风行人斜井，井筒倾角：203，安设斜井架空乘人器一台。其型号为：RJY型固定抱索器，绳轮直径：D=1500mm，钢丝绳：22176、ZBB619S+FC 1670 ZZ 267 178(无油)，电动机：YB2-225M-4型，N=45kW一台。4、矸石系统矿井掘进矸石由1.0吨固定矿车提出地面后，通过电机车牵引至高位翻车机房，高位翻车机将矿车内的矸石翻卸至汽车内；筛分间内手拣矸石入仓后，通过仓下电液动扇形闸门装入汽车运往排矸场排弃；锅炉房的灰渣装入汽车运往排矸场排弃。辅助设施1、矿井机修车间矿井修理车间只承担本矿机电设备的日常检修和维护任务，同时负责一些简易、低值、易耗设备的修理，不生产配件。采用更换单元、总成或部件的方法修理设备。面积为1080m2。2、综采设备库矿井不设综采设备库，综采设备采用租赁方式，从阳煤集团公司租177、赁站租赁使用。3、坑木加工房矿井坑木加工房承担加工本矿井维护和维修用木料的半成品及成品的任务。车间面积为288m24、煤样化验室矿井初期不建煤样化验室，待集中洗煤厂建设时与选煤厂同建。地面运输1、煤炭外运方式根据建设单位意见，矿井生产煤炭通过公路外运。2、场外道路技术标准XX煤矿主副井工业场地场外公路与榆（榆次）古（古交）公路连接，该路全长500m，道路按二级公路设计。3、排矸公路技术标准排矸公路全长700m。该公路按四级公路设计。4、爆破器材库公路技术标准爆破器材库公路全长800m，该公路按四级公路设计。5、风井公路技术标准风井公路全长3.2km,该公路按辅助公路标准设计。总平面布置和防洪排178、涝1、矿井工业场地总平面布置矿井工业场地呈不规则形状顺沟南北布置，既有工业场地与榆（次）清（徐）省级公路隔河相望，其西北侧修建进场公路后交通条件极为便利，规划之工业场地南北宽约140m，东西长约460m，占地面积6.45ha，其中原有场地2.35ha，需新补征4.1ha用地。主要生产区东西方向采用台阶方式布置，东部上台阶布置有主斜井井口房、天轮架、检修绞车房，场地标高在+988.00m左右；西侧台阶下与辅助生产区同一平台间布置有筛分车间、矸石仓、大块煤储煤场场地标高在+980.00m左右；紧邻其西侧下台阶，标高在+966.00m左右，布置有2座直径16m末煤仓、1座直径16m的中块煤仓，储装运179、场地、锅炉房、沉淀池，等相关建、构筑物；并在整个矿井工业场地西部及现有乡村道路西侧，标高在+960.0m左右，布有大型车辆停调车场地及汽车磅房等建、构筑物，其南侧布置生活污水处理站相关建构筑物。辅助生产区以副斜井井口为中心的辅助生产区，场地标高在+980.0m左右，布置有副斜井井口房、天轮架、副井提升机房、10/0.4kv变电所、班中餐厨房、1座水源井及井室、消毒间、机修车间、消防材料库、器材库、器材棚、岩粉库、油脂库、坑木加工房、高位翻车机房、门式起重机、地面窄轨铁路及道岔等建、构筑物；其东侧平场标高在+987.6m左右的上台阶以行人进风斜井井口为中心主要布置有行人井井口房、行人进风井与主斜180、井共用之空气加热室、压风机房、乳化液泵站、副斜井空气加热室、井下水处理站之调节池、综合净化间、污泥脱水间，以及灯房浴室任务交待室联建、班中餐等建、构筑物。此外，为满足工业场地生产、消防供水及井下消防洒水供水要求，在工业场地东北侧高山缓坡间布置有1座直径6.4m和1座直径16.5m的高山水池，场地标高为+1044.0m。瓦斯抽放泵站场地：矿井工业场地东北侧山坡台地处，紧邻现有乡村道路东侧布置，其北侧50m开外，同时考虑预留瓦斯发电厂位置，场地平整标高在+1035.0m左右。2、行政生活区场地平面布置行政生活区场地位于既有XX煤矿工业场地内，其位置紧邻榆（次）清（徐）省级公路路西，交通极为便利。场181、内主要布置有矿办公楼、2栋单身宿舍、食堂、汽车库、10/0.4kv变电所、1座水源井及井室、生活消防供水系统之清水池及二级泵房、锅炉房、生活污水处理站之调节池、鼓风机房、综合净化间、中间水池、隔油池等建、构筑物，另外在该区西侧河对岸预留发展用地。此外，在该场地北侧山坡间，场地标高在+1042.5m左右， 35/10kv变电站布置于此。3、风井场地的选定及平面布置风井场地布置在工业场地东北侧1500m山梁峁地上，占地0.46ha，属新征用地。场内主要布置有回风立井井筒、通风机房、配电室、安全出口、门卫室等建、构筑物。4、爆破器材库场地地面爆破器材库场地选择布置在矿井工业场地东北侧700m处沟谷间182、，地理位置隐蔽，具有较好天然屏障，占地1.0ha。5、救护队场地本矿已与当地救护大队签订有救护协议，矿井一旦发生煤矿灾害时，在规定30分钟时间内足以迅速抵达工业场地，展开救援行动。6、排矸场地排矸场地位于矿井工业场地西北侧900m自然沟谷内，占地3.0ha。采用“从内向外，从下向上，缩小凌空，分层压实”的排矸方法，采取汽车运输方式进行矸石排放。 工程建设项目用地面积一览表序号项目名称单位数量备 注1矿井工业场地占地面积ha6.45原有占地2.35ha，新征用地4.1ha。含瓦斯抽放泵站及预留瓦斯发电厂场地2行政生活区场地占地面积ha3.40均为已有场地，含35kv变电站及预留发展用地场地3风井183、场地占地面积ha0.46新征用地4排矸场地占地面积ha3.00新征用地5地面爆破器材库场地占地面积ha1.00新征用地6进场公路占地面积ha2.007排矸公路占地面积ha1.008火药库公路占地面积ha1.009风井公路占地面积ha1.501035kv变电站公路占地面积ha1.00合计ha20.81合计312.15亩地电气1、供电电源XX矿位于XX市XX县清源镇西沟村一带。矿井兼并重组后用电负荷大幅增加，统计表明投产时负荷已达11MVA左右，经验算现有的一回10kV电源及线路已不能满足矿井正常供电要求，仅可作为基建期间的施工电源。兼并重组后本矿电源电压定为35kV，XX供电分公司已对其做了整体184、规划。XX矿周围可用电源情况如下：1. 本矿南偏东方向约15km处供电部门正在规划建设一座马峪220kV变电站，站内设两台主变，容量为2x150MVA，两回220kV电源引入。该站预计2012年投运。2. 本矿北偏东方向约4km处有一座白石沟35kV变电站，内设10MVA变压器一台。两回35kV电源引入，一回引自西谷220 kV变电站35kV母线侧，另一回引自拟建的马峪220kV变电站35kV母线侧。3. 本矿西南方向约20km处有一座XX110kV变电站，站内设有40及50MVA变压器各一台，该站没有35kV出线间隔。根据负荷统计情况并结合XX供电分公司的供电规划，参照煤矿安全规程第441条185、矿井应有两回电源线路的规定，设计确定本矿两回35kV电源，一回架空引自马峪220kV变电站35kV母线段，线路导线选用LGJ-185钢芯铝绞线，供电距离约17公里；另一回架空引自白石沟35kV变电站35kV母线段，线路导线选用LGJ-185钢芯铝绞线，供电距离约5公里。当任一回电源停止运行时，另一回仍能保证其所带全部负荷用电。本矿两回电源线路均为专用线路，不得分接任何负荷。2、电力负荷矿井用电设备总台数：382台；矿井用电设备工作台数：338台；矿井用电设备总容量：17700kW；矿井用电设备工作容量：14247kW；全矿最大负荷计算有功功率：10264kW；工业场地10kV变电所10kV侧无186、功功率补偿：4200kvar；35kV变电站10kV侧无功功率补偿：2400kvar；补偿后全矿最大负荷计算无功功率：2624.9kvar；补偿后35kV母线视在功率：10595kVA；补偿后35kV母线功率因数：0.97；矿井年耗电量：3654.5x104kw.h；矿井吨煤电耗：30.5kWh。地面建筑1、矿井工业建筑物及构筑物总面积、总体积矿井工业建筑物与构筑物总面积：14932.1m2矿井工业建筑物及构筑物总体积：103480.1m3带式输送机栈桥总长度：131.1m2、 行政、生活福利建筑四、行政、公共建筑总面积和总体积行政、公共建筑总面积：25863.0m2。行政、公共建筑总体积：8187、4868.0m3。 技术经济1、劳动定员及劳动生产率该矿井设计生产能力为1.2Mta，全员效率6.0t工，年工作日按330天计算，井下每天三班生产，一班检修，地面每天两班生产，一班检修。根据排岗并结合煤炭工业矿井设计规范，计算矿井在籍人数为941人（其中含矿山救护小队兼职人员8人）。2、建设项目资金概算（1）投资范围总概算表详见下表。 总 概 算 表序号工程和费用名称概 算 价 值 （万元）吨煤投资(元/吨)占总投资比重(%)井巷工程土建工程设备及工器具购置安装工程其它费用合 计一施工准备工程259.3149.84334.67643.825.370.88二井筒1923.771923.7716.188、032.62三井底车场巷道及硐室764.12764.126.371.04四主要运输道及回风道8022.371377.63274.419674.4180.6213.18五采区6275.934392.70213.0010881.6390.6814.83六提升系统106.791264.10322.721693.6114.112.31七排水系统686.22103.75309.131099.109.161.50八通风系统113.55514.9646.65675.165.630.92九压风系统91.98198.60181.56472.143.930.64十地面生产系统2395.16674.88139.55189、3209.5926.754.37十一安全技术及监控系统1599.55509.882109.4317.582.87十二通讯调度和计算中心771.75641.581413.3311.781.93十三供电系统40.27612.813259.925531.469444.4678.7012.87十四地面运输1576.60535.246.112117.9517.652.89十五室外给排水及供热935.84725.01458.242119.0917.662.89十六辅助厂房及仓库629.55132.2310.73772.516.441.05十七行政福利设施1899.717.741.401908.8515.9190、12.60十八场区设施2139.992139.9917.832.92十九居住区2110.172110.1717.582.88二十环境保护及“三废处理331.39479.1767.09877.657.311.20廿一其他基本建设费用9750.589750.5881.2513.29小 计17712.6813202.8516087.079048.189750.5865801.36548.3489.67廿二基本预备费(7%)1239.89924.201126.09633.37682.544606.0938.386.28合 计18952.5714127.0517213.169681.5510433.12191、70407.45586.7395.95廿三建设期间投资贷款利息2976.012976.0124.804.06建设项目总造价 (矿井部分）18952.5714127.0517213.169681.5513409.1373383.46611.53100.01吨煤投资(元/吨)157.94117.73143.4480.68111.74611.53投资比例(%)25.8319.2523.4613.1918.27100.00廿四瓦斯抽放系统 （专项设计部分）353.12518.441035.851057.59725.863690.8630.76建设项目总造价19305.6914645.4918249.0192、110739.1414134.9977074.32642.29廿五铺底流动资金1409.001409.0011.74项目建设总资金19305.6914645.4918249.0110739.1415543.9978483.32654.03第二章 矿井建设前期准备工作 2.1 征地及工业场地平整2.1.1 征地工程建设项目用地面积一览表序号项目名称单位数量备 注1矿井工业场地占地面积ha6.45原有占地2.35ha，新征用地4.1ha。含瓦斯抽放泵站及预留瓦斯发电厂场地2行政生活区场地占地面积ha3.40均为已有场地，含35kv变电站及预留发展用地场地3风井场地占地面积ha0.46新征用地4排矸193、场地占地面积ha3.00新征用地5地面爆破器材库场地占地面积ha1.00新征用地6进场公路占地面积ha2.007排矸公路占地面积ha1.008火药库公路占地面积ha1.009风井公路占地面积ha1.501035kv变电站公路占地面积ha1.00合计ha20.81合计312.15亩地根据当地政府的意见，本矿井的建设用地采取出让形式，出让价格根据“国土资发2006307号文”的有关规定确定。2.1.2 场地布置1、工业厂区场地平面布置矿井工业场地呈不规则形状顺沟南北布置，既有工业场地与榆（次）清（徐）省级公路隔河相望，其西北侧修建进场公路后交通条件极为便利，规划之工业场地南北宽约140m，东西长约194、460m，占地面积6.45ha，其中原有场地2.35ha，需新补征4.1ha用地。结合自然地形工业场地自西向东，由低到高，因地制宜地采用错台布置方式进行布置，既节约用地又减少土（石）方工程量，布置有主要生产区、辅助生产区、瓦斯抽放系统等。场内功能分区明确，场内煤炭外运与材料设备物资运输各自设有大门出入口。 2、行政生活区场地平面布置行政生活区场地位于既有XX煤矿工业场地内，其位置紧邻榆（次）清（徐）省级公路路西，交通极为便利。场内主要布置有矿办公楼、单身宿舍、食堂、汽车库、10/0.4kv变电所、1座水源井及井室、生活消防供水系统之清水池及二级泵房、锅炉房、生活污水处理站之调节池、综合净化间、195、中间水池、隔油池等建、构筑物，另外在该区西侧河对岸布置35/10kv变电站。工业场地竖向布置密切结合场地现状及自然地形条件，本着节省土方工程量，场内建、构筑物基础稳定的原则，并考虑防洪排涝的要求，矿井工业场地采取错台布置方式进行展布，共分为4个台阶，各台阶内平场坡度均控制在510，各场地平整控制标高前已述及，台阶之间以踏步或场内道路进行连接，采用挡土墙和护坡相结合进行支护处理。场内挡土墙圬工体积为24000m3，M7.5水泥砂浆砌片石重力式挡土墙；护坡面积为3400m3，M5水泥砂浆砌片石厚400mm。行政生活区场地采用平坡式的竖向布置方式，平场坡度为10，场地平整控制标高在+981.90+9196、84.60m。矿井工业场地平整土（石）方工程量经估算，填方量为81000m3，挖方量为144000m3。场地平整措施，以挖作填，多余土方就近择沟排放或运至排矸场地用，平均运距200m；行政生活区场地平整土（石）方工程量经估算，填方量为7500m3，挖方量为32000m3。场地平整措施，以挖作填，多余土方就近择沟排放或场外公路修筑路基等，平均运距150m。3、 场平实施方案2012年已完成场地内场地间联络公路、风井公路、矸石公路的铺设工作，将挖方部分的地表腐植土堆积在工业场地的西侧，建设方指定区域，作为今后矿井复垦绿化土源，下部细砂和岩石回填至调车场区域。2.2 交通运输2.2.1 交通现状矿井197、工业场地紧邻S316省级公路（即榆（次）古（交）公路），S316省级公路向南10km与307国道相连，矿区大距（同）运（城）高速公路距矿区4.5km，距XX县城5km，交通较为便利。2.2.2 场区间联络公路XX煤矿主副井工业场地场外公路与榆（榆次）清（XX）公路连接，该路全长500m。因该矿年设计能力为120万吨，属大型矿井。同时为了给远期扩能做储备，道路按二级公路设计，即路面宽9.0m，路基宽12.0m，路面结构为水泥混凝土。前期可按路面宽7.0m，路基宽8.5m设计，设计荷载为：公路I级，全线平均纵坡为4.47，桥涵设计荷载为：公路I级，洪水设计频率为五十年一遇。（榆次）清（XX）公路属198、省道，为三级公路，路基宽8.5m，路面宽7.0m，路面结构为沥青混凝土。可以满足外运煤炭的需要。该路要跨一条河，需修一座中桥进行联络，该桥为 2x25m预应力混凝土箱梁桥，该桥桥面总宽12.0m，U型台，双柱墩，墩台基础为钻孔灌注桩基础，桥全长58m.风井公路风井公路全长3200m。该公路按辅助公路标准设计，路基宽4.5m，路面宽3.5m，路面结构为简易临时公路。该公路应根据需要设置错车道。该公路设计荷载为：临时公路II级。矸石公路排矸公路全长3200m。该公路按四级公路设计，路基宽4.5m，路面宽3.5. m，路面结构为简易临时公路。爆破材料库公路爆破器材库公路全长800m。该公路按四级公路199、设计，路基宽4.5m，路面宽3.5. m，路面结构为简临时公路。2.2.6 35KV变电站公路35KV变电站公路全长200m。公路按辅助临时公路标准设计，路面宽3.5m，路面结构为临时公路。2.2.7 施工计划2013年8月开工，至2013年12月公路竣工，全线通车。2.3 供水2.3.1 供水系统1. 供水水源本矿为整合矿井，现有水源取用附近白石河沟的冲积层孔隙潜水，作为供水水源，能够满足生产需要，将来生产规模扩大后宜考虑取奥灰水作为永久供水水源。2. 供水系统及主要供水构筑物（1）地面生产、生活、消防供水的供水系统。水源利用现有水源井，由潜水泵提升后经输水管输送至地面V200m3清水池，生200、产、生活日用利用水池的静压供给，发生消防时消防用水直接由消防泵加压供给，消防采用临时高压制。本系统主要设施如下：（2）水源（现有）：大口井（H=15m）1口,潜水泵1台，型号为BQW12.5-60-4型， Q=12.5m3/h，H=60，N=6kw/380V。（3）输水管（现有）：D80mm，L400m。（4）生产生活消防清水池： V200m3一 座（副井场地）。给水系统图如下： 日用泵 水源井清水池 场地生产、生活、消防管网 V=200m3 消防泵 2、井下消防洒水供水系统水源取自井下排水。井下排水自副井提升至地面后，进入高山水池，供给井下消防洒水使用。 高山水池V=200m3（现有）清水池201、一座。井下消防洒水用水经管道自流进入井下使用。2.3.2 排水系统矿井在建设期间需外排的水有生产、生活污废水及井下排水，采取以下处理、处排方案：1. 生活污水处理生活污水主要污水主要来自食堂、浴室等，属典型的生活污水，处理工艺建井初期采用沉淀法，后期采用二级生物法。一体化生活污水处理装置一套。生活污水经管道收集进入生活污水处理站，经调节池、兼氧池、好氧池、二沉池、缓冲池、清水池，处理后的清水用于地面防尘洒水绿化。2. 生产污水、井下排水：矿井建设期间，各个作业地点分别敷设临时性管路，将水排至原矿井的中央水仓，经多级离心泵排到地面高山水池，经管道自流进入井下作为井下生产用水再利用。2.4 供热、202、采暖2.4.1 供热方案矿井的永久供热热源取矿井永久锅炉房，未投产前无法向矿井提供热源，生产区利用原有的型号为：RLNG1.16 100-A的热风炉向井下供热。生活区建有一个锅炉房，安装一台型号为CWSS2.8-95/70的热水锅炉；热水锅炉主要为生活区供暖，并提供洗浴热水。2.4.2 热力管网铺设施工生活区供热采用永久管网，直埋方式，埋深1.5m，随地势敷设，最高点设排气阀门，最低点设泄水阀门。管路采用聚氨酯发泡保温50mm厚，二布三油玻璃保护层。室内采暖系统为上供下回供暖方式。供热管网安装完成后进行水压试验，试验压力不小于0.6MPa，稳压10分钟压力降0.02MPa为合格。2.5 临时供203、电为了满足在技改期间矿井的供电要求，矿井施工的使用电源为引自35KV白石沟变电站10KV母线，经10KV葡峰线LGJ-395mm2架空线T接向矿井供电，供电容量为1430KVA。主要为主扇、局扇及井下施工服务。地面用电来至XX矿315KVA供电容量经升压到6KV转供平口矿降压后承担地面负荷使用。在井口安装有4台500KW发电机组作为矿井保安电源。2.6 矿井近井点测量及十字基线点测量2010年建设单位已委托勘测单位完成工业场地近井点及风井十字基线点的布设任务。2.6.1 测量完成情况1. 完成控制测量面积14.4km2；2. 完成四等水准测量10km；3. 完成十字基线点测设10个。2.6.2204、 提交资料1. 工业广场、行政生活区十字基线点测量技术设计任务书一份；2. 工业广场、行政生活区十字基线点展点图一张；3. 工业广场、行政生活区十字基线点坐标成果表一份；4. 工业广场、行政生活区十字基线点平差解算报告一份；5. 工业广场、行政生活区十字基线点测量技术工作总结一份。2.7 前期施工图供应2.7.1 临时工程图纸矿建、土建及机电安装的临时性工程图纸由各施工单位根据施工需要，在合同费用内本着节约、实用、安全的原则，自行设计施工。如果设计布置与永久工程矛盾时，应事先征求建设单位的意见，方可施工。2.7.2 永久工程图纸建设单位按批准的年度计划及施工组织设计，根据工程进度要求提前与设计205、单位商定施工图和预算提交时间。设计单位应及时做好施工图和预算的供应工作，否则会影响施工单位的工程接续，不但延误工期，还会造成人力、物力、资金方面的浪费。设计单位建设单位按合同规定提供一式八份施工图及预算。设计单位本着方便施工和生产，亦应提供通用图纸。为了做好施工前的审图、技术交底和物资准备，一般工程图纸应提前三个月提交，有特殊要求的图纸应提前六个月提交，如建设单位需再提前供图，应提前通知设计单位。在施工中发生设计变更，要提前一个月通知设计单位。在审图及施工中发现的问题，由建设单位及时通知设计单位。2.7.3 准备期图纸供应矿井建设现场准备工作正逐步展开，设计单位需根据施工组织设计安排的进度，提206、供图纸，以确保工程进展，2.8 永久建筑及设施的利用2.8.1 永久工程利用方案本矿井工业场地、行政生活区场地占地面积较小，永久建筑布置紧凑，矿井建设初期应尽量压缩临时工程的建设规模，扩大永久性工程在建设初期的利用率，既可减少投资、加快矿井建设速度，又使建设初期的工业场地布置简化。2.8.2 永久建筑与设施的利用计划在矿井施工准备期与建设初期计划建成器材库、水源井、消防泵房、消防水池、35kv变电站、工业场地道路路基等。以上建筑竣工后立即移交给施工单位，使其在建设期间充分发挥作用。2.8.3 合理使用永久建筑的措施1. 永久建筑的结构与施工需要不尽一致时，要采取必须的加固、改造措施。2. 施工207、单位、建设单位在使用中要加强对所利用的永久建筑物的维护与保养工作，避免发生损坏和非正常磨损。2.9 临时建筑及临时设施本矿井三个井筒布设在同一工业广场内，开工顺序为行人进风斜井先开工，主斜井后开工，两井均采用普通法施工。建设初期施工单位所需大型临时工程和设施有：混凝土搅拌站、主副井绞车房、井口房、扇风机房、临时压风机房、变电所、井口锅炉房、矿灯房及充电室等。生活福利设施有单身宿舍、食堂、浴室、办公室等。2.10 准备期工程及投资2.10.1 准备期工程施工准备期为个3月，自2011年1月至2011年3月。准备期内的主要工作为：1. 工业场地、行政生活区、风井场区土地征购；2. 完成井筒十字基点208、的实测、定位工作；3. 根据工业场地设计标高进行场地平整；4. 形成施工所需的供水、供电、道路、通信、场内外排水设施；5. 完成必要的生活设施；6. 完成施工需要的工业设施；2.10.2 准备期投资根据矿井建设总体安排，准备期投资为3000万元。 第三章 矿建工程根据矿井开拓方式和巷道布置形式，结合井巷工程施工条件，将矿井井巷工程分为二个阶段施工。第一阶段为主斜井、行人进风斜井和回风立井井筒工程，以及井筒到底后进入井下采区准备巷道和硐室工程施工；第二阶段为首采工作面顺槽巷道施工。3.1 井筒施工方案3.1.1 工程概况主斜井、行人进风斜井均位于井田东部的矿井工业场内，为新掘和改造井筒；回风立井209、位于井田东北部风井场地内吗，为新掘井筒；副斜井利用原有井筒。本矿区钻孔揭露及地表出露的地层有奥陶系中统峰峰组、石炭系中统本溪组、石炭系上统XX组、二叠系下统XX组、二叠系下统下石盒子组、二叠系上统上石盒子组、新生界第四系中、上更新统。钻孔揭露及地表出露资料将地层由老至新分述如下：1. 奥陶系中统峰峰组（02f）为煤系地层沉积基底，井田内未出露。深灰色厚层状石灰岩，间夹角砾泥灰岩、白云质灰岩。石灰岩致密、坚硬，含方解石脉。本组厚度117.00142.00m,平均厚度130.00m。2. 石炭系中统本溪组（C2b）平行不整合于奥陶系峰峰组灰岩侵蚀面之上。底部为“XX式铁矿”及G层铝土（矿）岩，中上210、部为粉砂岩、砂质泥岩夹一层石灰岩和煤线。“XX式铁矿”呈窝子状，不稳定。本组厚度18.5037.00m,平均厚度29.40m。3. 石炭系上统XX组（C3t）为本区主要含煤地层之一，属海陆交互相沉积。该组以K1（晋祠砂岩）为基底，与下伏本溪组呈整合接触。Kl砂岩为灰白色厚层状中粒石英砂岩，含铁质，斜层理发育，厚一般约4.30m左右。其上岩性为灰色、灰黑色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩夹四层石灰岩 (L1、K2（L2、L3）、L4、L5)和中细粒砂岩。含6上、6、7、7下、8上、8、 9、10和11号9层煤层。其中，6、8、9号煤层为全区稳定可采煤层，6上、7、8上号煤层为较稳定不可采煤层，其余为不可采211、煤层。全组平均厚度74.10m左右。4. 二叠系下统XX组（P1s）连续沉积于石炭系上统XX组之上，为一套陆相碎屑岩含煤建造，为本井田主要含煤地层之一。由深灰色、灰黑色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、细砂岩及煤层组成，底部为K3砂岩（北岔沟砂岩）。本组含6层煤层，其中2、4、5号为全井田稳定可采煤层，03号为大部可采的稳定煤层，3、5上号为较稳定不可采煤层。本组厚度54.6065.80m,平均厚度57.50m。5. 二叠系下统下石盒子组（P1x）与XX组连续沉积。从K4砂岩底至K6砂岩底，平均厚约86.90m，按其岩性可分为两段。下段：深灰灰色细砂岩、粉砂岩与砂质泥岩互层，底部为中粒砂岩（K4砂岩，骆212、驼脖子砂岩），为灰色、灰绿色，厚层状，成份以石英、长石为主，斜层理较发育。段厚39.2045.80m,平均42.30m。上段：黄绿色、灰绿色砂质泥岩、粉砂岩与浅灰色细砂岩互层，底部为灰色粗砂岩（K5砂岩）。段厚40.1050.10m,平均44.60m。6. 二叠系上统上石盒子组（P2s）连续沉积于下石盒子组地层之上，井田内大面积出露，该组地层在井田内厚约290m，按其岩性可分两段。下段：灰绿色、黄绿色砂质泥岩与细砂岩互层，间夹粉砂岩，底部为黄绿色，厚层状中粒砂岩（K6砂岩），成份以长石、石英为主，分选差，泥质胶结。段厚160.0210.00m,平均厚度190.00m。中段：暗紫、兰灰、黄绿色泥213、岩、砂质泥岩与灰绿色细砂岩互层，间夹灰绿色、黄绿色中粒砂岩，底部为黄绿色，厚层状中粒砂岩（K7砂岩）。本段最大残留厚度100m。7. 第四系中上更新统（Q2+3）：浅灰黄色含砂粘土、砂质粘土及棕红色粘土，粘土含钙质结核，垂直节理较发育。厚度017.00m,平均8.50m。含煤地层为：井田内含煤地层主要为石炭系上统XX组与二叠系下统XX组。1. 石炭系上统XX组（C3t）为井田主要含煤地层，属海陆交互相沉积，按岩性特征及岩相组合为三段：（1）下段（C3t1）：从K1砂岩（晋祠砂岩）底至K2灰岩（毛儿沟灰岩）底，由深灰色、灰黑色粉泥岩、砂质泥岩与煤层互层，间夹石灰岩（L1灰岩，即庙沟灰岩）及细砂岩214、。底部K1砂岩（晋祠砂岩）为中粒砂岩，成份以石英、长石为主，分选性较好，硅质胶结。含煤5层，即8上、8、9、10和11号煤层，其中，8（8+9）、9号为本井田稳定可采煤层，8上号煤层为较稳定不可采煤层，其余为不可采煤层。（2）中段（C3t2）：从K2灰岩（毛儿沟灰岩）底至L4灰岩（斜道灰岩）顶，深灰色海相石灰岩为主，间夹砂质泥岩、粉砂岩及薄煤层（7号及7下号）。海相石灰岩含生物碎屑化石，7号煤层为较稳定不可采煤层，7下号为不稳定不可采煤层。（3）上段（C3t3）：从L4灰岩（斜道灰岩）顶至K3砂岩（北岔沟砂岩）底，黑灰色、深灰色泥岩、砂质泥岩为主，间夹6上、6号煤层及泥灰岩（L5灰岩，即东大窑215、灰岩）。其中6号为全井田稳定可采煤层，6上号为较稳定不可采煤层。2. 二叠系下统XX组(P1s)连续沉积于石炭系上统XX组之上，为一套陆相碎屑岩含煤建造，为本井田主要含煤地层之一。由深灰色、灰黑色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、细砂岩及煤层组成，底部为K3砂岩（北岔沟砂岩）。本组含6层煤层，其中2、4、5号为全井田稳定可采煤层，03号为大部可采的稳定煤层，3、5上号为较稳定不可采煤层。本组厚度54.6065.80m,平均厚度57.80m。主斜井、行人进风斜井和回风立井井口位于二叠系下统XX组，井筒上段处于风化带内，井筒中段及下段均处于二叠系下统XX组中。3.1.2 井筒技术特征本矿井的主、副斜井、行人216、进风斜井集中布置于矿井工业场地，回风立井布置于风井场地，全矿井投产时共布置4个井筒，即主斜井、副斜井、行人进风斜井和回风立井，通过四个井筒来实现全矿井的运输、行人及通风等功能。1、主斜井：新建，倾角22，斜长494.0m，落底9号煤层下部，半圆拱断面，净宽4.8m，净断面16.2m2，表土段采用钢筋混凝土砌碹支护，基岩段采用锚喷支护。井筒内铺设1000mm的胶带输送机和30gk/m 600mm轨距的检修轨，井筒内还铺设有台阶和扶手，主斜井担负全矿井的煤炭提升任务，兼做矿井进风井和安全出口。主排水管路沿该井筒铺设到井底水泵房。2、副斜井：刷大改造原平口副斜井，倾角22，半圆拱断面，净宽由3.8m217、刷大到4.8m，净断面由11.3 m2刷大到16.2m2，表土段采用钢筋混凝土砌碹支护，基岩段采用锚喷支护，投产初期斜长322.4m落底8号煤层，后期将其延深落底+780m水平，斜长533.9m。井筒内铺设30gk/m 600mm轨距的单轨、台阶和扶手，担负全矿井除人员上下的所有辅助提升任务，兼做矿井进风井和安全出口。3、行人进风斜井：利用原平口主斜井，倾角20，半圆拱断面，斜长410.8m已落底8号煤层，净宽3.8m，净断面11.4m2，表土段采用料石砌碹支护，基岩段采用锚喷支护。井筒内设有架空乘人装置，并铺设有台阶和扶手，担负全矿井人员上下任务，兼做矿井进风井和安全出口。洒水及压风管路沿该218、井筒铺设到井底。4、回风立井：新建，直径7m，表土段和基岩段均采用混凝土砌碹支护，支护厚度为600m、400mm，表土段配筋，井筒垂深292.0m，落底9号煤层，井筒内装备梯子间，担负全矿井前期的回风任务，兼做矿井安全出口。各井筒断面图见插图。井筒特征表见下表。 井筒特征表序号井筒特征井 筒 名 称主斜井副斜井行人进风斜井回风立井180井口座标纬距(X)4171609.4704171524.5404171572.0704171923.570经距(Y)19615587.62019615588.80019615605.06019616985.920254井口座标纬距(X)4171657.50041219、71572.5674171620.0944171971.600经距(Y)19615657.70019615658.88119615675.14919617056.0003井口标高+988.000+980.045+987.660+1142.2004方位角 (度)2562562565井筒倾角 (度)222220906落底水平标高 (m)780.028815.87807井筒长度或垂深 (m)494.0322.4/533.9410.8292.08井筒净宽或净径 (m)4.84.83.87.09井筒支护支护形式表土及基岩风化段钢筋混凝土钢筋混凝土料石钢筋混凝土基 岩锚喷锚喷锚喷混凝土支护厚度(mm)表土220、及基岩风化段500800500800400600基 岩10010010040010断面积(m2)断面形状半圆拱半圆拱半圆拱圆净断面16.216.211.438.5掘进表 土23.723.715.552.8基 岩17.417.412.447.811井筒装备带宽1000mm带式输送机和检修轨道，台阶扶手。30kg/m、轨距600mm的单轨，铺设行人台阶扶手。装备架空乘人装置，铺设行人台阶扶手。装备梯子间。12备注新建刷大改造原平口煤矿副斜井利用原平口煤矿主斜井新建 3.1.3 井筒施工方案及施工方法各井筒地面工业场地地表上部为浅黄、褐黄色松散状黄土，下部为岩石风化层，本组地层厚0-38m，一般厚2221、3.33m。据现有资料表土及基岩风化段长度不大，并结合邻近生产矿井井筒施工经验，各井筒刷扩和延伸均采用普通钻爆法施工，主斜井和回风立井表土段采用明槽开挖法。3.1.3.1 施工方案和施工顺序各井筒施工均采用中深孔爆破、掘支混合作业，普通钻爆法施工。主斜井施工期间采用采用JD-40型绞车，0.75立方矿车运输，P-90B型耙矸机。回风立井采用地面钻机预先施工导孔，再使用反井钻机进行反向刷扩，最后进行爆破成形并出矸支模浇筑的施工方法。施工采用有资质单位设计加工G型凿井井架，井筒布置1台JTP1.2型绞车1套单钩提升，LM-300型反井钻机，在1号回风井井底连接处安装1台P30型耙岩机装矸，一部40222、T刮板运输机、多部800mm胶带运输机排矸。砌壁采用MJY4.0/5.5型整体金属下行钢模板。3.1.3.2 施工工艺1主斜井和行人进风斜井施工工艺:表土段(明槽)开挖采用挖掘机挖掘并及时进行边坡喷砼临时支护，岩石部分采用放松动炮形式进行爆破，用挖掘机清理矸石并及时做好衬砌永久支护。表土段暗槽部分采用人工配合风镐掘进，若围岩较硬可采用浅打眼，放小炮。然后按照设计要求绑扎钢筋浇筑混凝土，采用人工装岩，采用JD-40绞车提升1t矿车出矸。基岩段采用JD-40绞车提升，耙岩机装岩，1t矿车出矸，多台风钻打眼，中深孔全断面一次光面爆破或分次爆破，激光定向，采用PC51(B)型喷浆机进行喷射砼支护，临时223、支护紧跟工作面，同时耙岩机后面进行永久支护，实现掘进、支护平行交叉作业等先进的施工工艺。2、回风立井施工工艺结合浙江华冶项目部立井井筒施工经验，通过方案论证，采用综合机械化配套设施方案进行施工：采用有资质单位设计加工G型凿井井架，井筒布置1台JTP1.2型绞车1套单钩提升，LM-300型反井钻机，在1号回风井井底连接处安装1台P30型耙岩机装矸，一部40T刮板运输机、多部800mm胶带运输机排矸。（1）250mm导孔及1.4m导井施工在地面+1142.200m+860.500m水平采用LM-300型反井钻机施工打钻导井孔，反井钻机安装、调试完成后，进行由上而下的直径250mm导孔钻设，导孔完成224、后将反井钻机钻头替换为1.4m的反扩钻头，从下至上将导孔扩大为1.4m的导井。（2）3.4m导井扩刷1.4m的导井反扩完成后，为了防止大量的矸石下落时造成堵住导井事故，先将其扩挖成3.4m导井，扩挖时采用1.2米带有防护栏的吊篮做为施工平台，2人在吊篮内施工，一人持凿岩机，一个换钻杆、打信号检查围岩情况。选用有资质单位加工制作吊篮，做2套吊篮，一套使用，一套备用，吊篮采用单层结构，并装备用主绳、辅助绳、安全绳、吊篮、安全帽及“人”字防坠和固定式防坠螺旋千斤顶四个，车停在工作面时顶住井壁四个方向。主提升钢丝绳与吊篮主绳钩采用绳卡连接，吊篮主力臂上设有两个防吊绳钩与主钢丝绳用绳卡连接，安全绳采用4225、根钢丝绳用“十”字打结拦住吊篮底部并与主钢丝绳用绳卡连接。为防止井壁危石掉落伤人，吊篮上加安全帽，层数三层，吊篮安全帽直径1.2m，吊篮顶部焊接一层，向上每2米再加一层，固定在主提升钢丝绳。为防止吊篮坠落，在吊篮底部安设四方向螺旋千斤顶，待到工作地点时四个螺旋千斤顶顶到井壁四个方向，防止吊篮坠落。井上下通过普通打点式信号进行联系，井口做一个防爆电铃信号，用一个普通打点器做一个拉铃信号，拉铃线采用放炮母线，放炮线缠绕到手动缠线滚放在吊篮里，上下由人工缠绕，信号电压为127伏，由ZBZ-4.0综保电源接引。信号系统联络方式为：扩刷3.4米井筒工作面与井口信号联系，再由井口信号房发信号给绞车房，井下226、信号不能与提升信号直接联系，扩刷井筒工作面、井口信号房和绞车房配备无线对讲机，如遇信号突然失灵可采用无线对讲机联系。井口房和绞车房安设防爆电话。导井筒信号电缆随吊盘绳吊挂下放到井下。（3）扩刷施工人工持YT-28型凿岩机自下而上沿导井井壁打眼，并逐层装药爆破，钻孔方向与竖井中心线成45度夹角，一次起爆高度控制在10m，控制爆破岩石粒径小于等于300mm，爆破后矸石自由落至井底，在井底连接处采用P-30耙岩机配合40T刮板运输机及多部800mm胶带输送机至煤仓再由煤仓提升至地面排矸场。由下往上进行第一扩刷至井筒直径3.4m。马头门处扩刷至井筒掘进直径7.8米，扩刷中井底连接处采取临时锚网喷支护以227、确保施工安全。第二次由上向下扩刷至井筒设计规格表土风化基岩段直径8.6m和基岩段7.8m。在第二次扩刷成巷过程中，风化基岩段及基岩段采用风动凿岩机打眼，光面爆破， MJY4.0/5.5型整体下移金属模板砌壁，段高4.0m。表土段及风化基岩段井筒砌壁时安全出口和引风道与井筒同时施工。施工人员入井、升井：在表土段施工期间，人员通过爬梯入井、升井。上下梯子时，必须系好安全带，每次一人，确保安全。进入风化基岩段后通过主提升绞车（JTP-1.2/1.0）提升2m3吊桶上下人员。由于未安装封口盘，必须在井口设置临时乘吊桶平台。使用长度为10.5m的工55型工字钢作为支撑梁，焊接18#槽钢，满铺厚5铁板焊接228、搭建临时乘吊桶平台，并用22螺纹钢筋和6.5钢筋网片焊接围栏，确保安全。人员乘吊桶时，乘罐人员和数量应符合规定。2m3吊桶每次乘人不得超过6人，同时系好安全带。在井口附近设一套电子自动计量砼搅拌系统，2台JS500型强制式搅拌机，通过2m3底卸式吊桶下放到吊盘通过分灰器入模。采用“滚班制”作业方式，实现井筒优质快速施工。3.1.3.3 施工方法1井筒明槽施工测量人员根据副斜井、回风斜井近井点有关测量资料按照施工图确定井筒位置，按照明槽开挖图放边坡线。明槽开挖采用挖掘机挖土，修整边坡，遇到风化岩石，采用移动压风机，手抱钻辅助爆破，明槽施工中，要根据实际情况，对迎面坡，边坡采用木板顶杆临时支护，防229、止滑坡塌方。2钢筋混凝土段施工按照钢筋放样图绑扎钢筋、稳模浇筑砼，明槽段边浇筑边回填。进入暗槽表土段，采用人工配合风镐掘进的施工方法，根据围岩情况确定一次支护长度，每绑扎一次钢筋、稳模浇注砼。砼浇注顺序：先浇注基础，其次浇注墙部，最后在浇注拱部。3井筒暗槽段施工斜井、立井井筒采用人工配合风镐掘进的施工方法，“三八”制作业，一班掘进出矸，二班按照设计要求绑扎钢筋、稳模，三班打灰。砼搅拌站设在地面，按设计配合比搅拌砼，拌好砼装在弧车内，运至工作面，倒在预先放好的铁皮上，人工把砼装入模内。砼砌筑由基础、墙至拱依次进行，应认真上灰，仔细振捣，确保砼充满接顶。砼浇注顺序：先浇注基础，其次浇注墙部，最后在230、浇注拱部。4井筒基岩段施工斜井和立井基岩段井筒施工，该段井筒采用中、深眼爆破掘支混合、全断面一次成巷的施工方法施工，“三八制”作业，两班三掘进，一班喷浆，三掘一喷的循环方式。斜井每小班掘进循环进尺1.8m，每天三个掘进循环，一天循环进尺为5.4m。立井每小班掘进循环进尺1米，每天三个循环进尺，一天循环进尺3米。井筒掘进爆破器材选择：凿岩机：YT-28型风钻16台，11台工作，5台备用。钎杆：采用B22中空钢成品钢钎，纤长1.52.5m。钻头：选用42一字型钻头。炸药：选用乳化炸药，规格为35200mm，重200g。雷管：选用毫秒电雷管。炮眼参数a、炮眼深度L=Hn/m=5.41/385%=2.231、1m其中：L炮眼深度H模板段高n支护循环次数m掘进循环次数预期爆破效果炮眼深度为2.1m。b、炮眼数目基岩段：掏槽眼：采用楔形掏槽，布置6个眼。辅助眼：布置2圈辅助眼，共计26个。周边眼：布置21个。底眼：底眼布置9个眼。主斜井基岩段爆破技术条件序号名称单位数量1掘进断面m2主斜井基岩段14.02m22岩石普氏系数f463工作面瓦斯情况%低沼4炸药和雷管类型乳化炸药，第二系毫秒延期电雷管5工作面涌水情况m3/h小于5炮眼排列及装药量眼号炮眼名称眼数眼深每个炮眼装药量合计装药结构起爆顺序联系方式卷数(个)长度(m)装填率(个)卷数(个)重量(kg)16掏槽眼62.251.045306.0正向连续232、装药串联716一圈辅助眼92.051.050459.0正向连续装药串联1727二圈辅助眼112.051.0505511.0正向连续装药串联4755底眼92.031.2605410.8正向连续装药串联2846周边眼192.030.6305711.4空气柱间隔装药串联合计5524148.2主斜井主斜井基岩段预期爆破效果名 称单位数量名 称单位数 量炮眼利用率%90每米巷道炸药消耗量kg/m26.8每循环工作面进尺m1.8每循环炮眼总长度m/循环111.2每循环爆破实体岩石m325.236每立方米岩体雷管消耗量个/m32.18单位炸药消耗量kg/m31.9每米巷道雷管消耗量个/m55副斜井基岩段爆破233、技术条件见表3.1-6，炮眼排列及装药量表3.1-7，预期爆破效果见表3.1-8。副斜井基岩段爆破技术条件序号名称单位数量1掘进断面m2副斜井基岩段17.3m22岩石普氏系数f233工作面瓦斯情况%低沼4炸药和雷管类型乳化炸药，第二系毫秒延期电雷管5工作面涌水情况m3/h小于5出矸采用JK-2.0/20绞车提升，ZWY-12055L挖掘时装载机装矸，6m箕斗运输至矸石仓，然后在利用汽车排矸到指定地点。排水排水:工作面淋水，采用风泵排至工作面以上水窝内，再由卧泵排至地面。炮眼排列及装药量眼号炮眼名称眼数眼深每个炮眼装药量合计装 药结 构起联系方式卷数(个)长度(m)装填率(个)卷数(个)重量(k234、g)爆顺序16掏槽眼62.251.045306.0正向连续装药串联716一圈辅助眼92.051.050459.0正向连续装药串联1727二圈辅助眼112.051.0505511.0正向连续装药串联4755底眼92.061.2605410.8正向连续装药串联2846周边眼192.040.8407615.2空气柱间隔装药串联合计5526052副斜井副斜井基岩段预期爆破效果名 称单位数量名 称单位数 量炮眼利用率%90每米巷道炸药消耗量Kg/m28.9每循环工作面进尺m1.8每循环炮眼总长度m/循环111.2每循环爆破实体岩石m331.14每立方米岩体雷管消耗量个/m31.76单位炸药消耗量kg/m235、31.7每米巷道雷管消耗量个/m552、回风立井施工方法施工方法：（1）表土风化基岩段施工先采用LM-300型反井钻机施工，直径1.4m，从地面直至井底。然后由下向上进行人工打眼爆破进行第一扩刷至井筒直径3.4m，矸石自然跨落至井底。第二次扩刷，施工工序由上向下进行人工打眼爆破扩刷至设计规格，矸石由扩刷直径3.4m的井筒经人工排矸至井底。锁口及表土段浅部采用一台W-360挖掘机挖掘，一辆Z-50型装载机排矸，人工刷帮，由上而下进行。井壁岩石松软破碎时采用井圈背板临时支护，掘砌段高以1.32.3m为宜。临时支护采用井圈背板及锚网喷联合支护的方式，确保井壁的稳定性。为保证井筒施工安全。表土及风化基236、岩段深度41m，其中有安全出口和风硐两个预留口。施工时严格按照设计边掘进边进行井圈背板及锚网喷临时支护，临时支护作为永久支护的一部分。表土段为挖掘机配合人工开挖，开挖深度8.5米，风化基岩段剩余深度采用多台YT-28型凿岩机凿眼，配六棱中空钻杆，42mm“一”字型合金钻头，炮眼深度2.2m，爆破循环进尺2m，多打眼，少装药，进行松动爆破。本段施工排矸采用挖掘机配合铲车推至山沟，部分矸石会利用导硐排至井下，随着井筒的延深，矸石利用导硐排至井下，再采用P-30耙装机至40T溜子、皮带排至地面。临时支护：临时支护作为永久支护的一部分，支护方式为井圈背板及锚网喷联合支护。井圈采用18#槽钢加工制作，井237、圈间距500；使用同规格槽钢竖向焊接, 使之成为一体。立柱间距2000。井圈制作：第一段、第二段井圈按8片制作，第三段、第四段井圈按6片制作，井下拼接后用螺栓连接。井圈内、外层铺设6.5钢筋焊结网片，背50厚的松木板，锚杆采用181800mm锚杆，锚杆按“三花式”布置，间排距11m。每掘进一排，支护一排。采用HZP-5U型喷浆机喷料,输料管用固定于井架上的5t电葫芦提升。喷射砼时，先对槽钢井圈内喷射，防止井圈后出现空洞现象。砼标号：C20。喷砼厚度：30-50。永久支护：绑扎钢筋：竖筋采用18螺纹钢,间距300mm；环筋采用20螺纹钢, 间距300mm；钢筋保护层厚度75mm。竖筋、环筋采用绑238、扎连接,绑扎搭接长度不小于35d。钢筋绑扎前根据技术人员所交下料图下料后加工制作，并编号标明使用部位。绑扎钢筋时由上向下进行，完成后应由技术员会同监理、建设方代表共同校验。立模：本工程使用MJY4.0/5.5型整体金属下行钢模板，砌壁段高为4.0m，用四台JM-10A凿井绞车单独悬吊。立模前，必须按设计要求绑扎钢筋，立模半径为3500mm，模板去掉韧角后自下而上分层支模浇筑。技术人员必须按设计尺寸进行立模，确保偏差不超过+30mm。模板必须在地面进行预组装，经验收合格后方可入井。模板组装必须牢固可靠，发现问题必须立即处理或更换模板。浇筑砼：自上向下连续浇筑，施工顺序为浇一模后，由上向下拆一模浇239、筑一模，如此循环直至井口（1142.200m）。锁口砼浇筑采用C30商品混凝土，159mm8的两趟溜灰管下料,使用两台JM-10型凿井绞车悬吊溜灰管。砼浇筑厚度如图示。采用三台强力电动震动棒分层震捣，每分层厚度不大于300mm。每段掘够高度后，即可按设计绑扎钢筋，砖砌临时井壁或组装模板砌壁，为防止已砌好的井壁下沉，施工时根据实际情况增加小型壁座，掘进下个段高时，及时对上一段高不少于8个方向打好点柱。施工中专人负责安全检查，确保施工安全及工程质量。（2）安全出口和风硐安全出口底板标高为1139.2m,设计为正方形断面,净尺寸墙高2米,宽2米。施工时按设计绑扎好钢筋先浇筑墙部再支设脚手架及模板浇顶240、。风硐处底部标高为1134.200m，井筒与引风道中心线呈45夹角向上后转平。引风道配单层钢筋浇筑，设计净尺寸宽4.3米，高3.95米。施工时按设计绑扎好钢筋，再立模。墙部及顶部采用建筑用钢模板，再用18#槽钢立腿支撑，并用6根1085钢管进行支撑，钢管长度与巷宽要匹配。砼浇筑完毕后不予拆除。槽钢与钢管之间必须焊接牢固。（3）基岩段施工基岩段采用“二掘二砌”的混合作业方式施工，YT-28型风动凿岩机打眼，全断面一次爆破。打眼、装药、爆破后出矸至清底，重复二个掘进循环后，进行绑扎钢筋、浇灌混凝土作业。浇灌混凝土结束后继续出矸清底，重复二个掘进循环后，进行浇灌混凝土作业。浇灌混凝土结束后继续出矸清241、底、打眼，进入下一个循环。每次采用全断面放炮，放炮后，由两名有经验的工人共同操作，由一人手持撬棍，一人监护，从上到下进行认真敲帮、跟帮、处理活矸危石的清理，清理时人员必须离开井帮1m以外。混凝土模板采用整体移动式金属模板，模板直径为7m，模板高度为4.2m，由3台稳车悬吊，模板由14块金属弧板组成。当工作面掘进距离满足立滑模高4.2时，岩帮经钢尺测量均不小于设计掘进直径，滑模下部应留有不少于1m厚的坐底矸石，并沿井帮下挖深200300mm的沟槽放置滑模，平整井壁下的矸石面，四周范围内矸石面平整同一水平平铺草袋及黄砂，滑模稳好后，沿滑模刃角周边用碎石堵严，以防灰浆漏出。下滑模时，将检修好的油泵乘242、吊桶下井到工作面以上5米处，油泵不出吊桶，油泵司机用牵引绳将吊桶靠近滑模，接好油路管线及接头，插销座有标记的插头接液压锁的上下插座，接上油泵的压风接头，打开压风，使用油泵手动换向阀，将滑模油缸缩到最小位，使不脱离原井壁，用手动换向阀在伸缩位置上来回搬两次，最后停止在中间，关闭压风，油泵管路暂不拆除。先将吊桶下放至滑模刃角处，然后打点并将各悬吊钢丝绳放松发出下放滑模信号，滑模刃角距渣面300至100mm处停止，开启压风，油泵司机开启油泵伸开到预定位置下放测量井筒的中心线，先调平、对中、找正滑模，然后在滑模的外沿处按井筒测量中心线，分别测量滑模各个方位上的二组数据满足验收规范要求，此时滑模已经找正243、，再按测量中心线检查滑模内侧的滑模尺寸，滑模内侧半径一般大于井筒半径20-40mm。满足验收规范要求时，就不再做调整，并做好原始测量数据记录，在滑模油缸伸缩处分上、中、下安装三道顶撑（防止油缸失灵，滑模收缩）关上油缸闭锁开关，关闭压风，将油泵手动换向阀停在中间位置，拔下快速头，卸下压风管及油管，将油泵随吊桶升井，滑模刃角下部周边用碎石堵严，以防灰浆漏出，然后用喷油器在滑模内侧喷油，最后进行浇筑。向滑模内浇灌混凝土应采用从四面对称分层，层层振捣的方法，每面分层高度不宜超过300mm，使滑模受力均衡，防止推移。（4）井底联接处当井筒掘至预留马头门上方3米时，停止掘进，将上段井壁砌好。将预留马头门段244、的井筒分层掘出马头门顶板至底板以下位置，然后按设计要求开始刷大马头门，为加强马头门开口处的支护，需在马头门开口处增打6根17. 87500mm的锚索。当马头门符合设计要求后，利用井筒砌筑模板和土建金属组装模板将井筒和马头门一起立模，整体浇筑。（5）井筒过围岩破碎带施工如果在施工中遇到围岩破碎带或断层等构造，根据工作面实际情况，制定出此段爆破施工方案，充分保证井筒围岩的稳定性。根据爆破后的围岩实际情况，采用锚网喷临时支护进行施工，确保安全顺利地通过。（6）井筒通过煤层段施工井筒施工过程中在揭穿厚度超过0.3以上煤层时。加强通风，瓦斯管理力度。施工前必须打超前探眼，如果发现有瓦斯异常涌出情况，必须245、立即汇报调度。待项目部专业人员处理好之后，工作面方可正常施工。（7）井筒通过含水层施工当井筒施工接近含水层法线距离10m时，坚持“有掘必探，先探后掘”的原则。发现问题，立即停止工作，汇报处理。根据工作面实际涌水情况，制定切实可行的注浆堵水方案。凿岩方式：本规程所施工的井筒均采用打眼爆破的方法破岩。（1）打眼机具：采用YT-28型凿岩机打眼，锚杆眼采用MQT-130型锚杆机或YT-28型风动凿岩机打眼，安注锚杆时使用风煤钻安装，风源来自地面压风房。（2）装载、运输、喷浆、浇注混凝土：施工中采用P-30型耙装机装岩（煤），一部40T刮板输送机，一部800mm胶带输送排矸；喷浆采用HPZ-5U型喷浆246、机；混凝土采用一套电子自动计量砼搅拌系统，1台JS500型强制式搅拌机，通过2m3底卸式吊桶下放到吊盘通过分灰器入模。（3）降尘方法：湿式打眼，乳化炸药，爆破后冲刷井壁。爆破作业：（1）爆破作业方式：刷扩3.4m井筒采用浅眼爆破，爆破方式为井壁周圈打眼，钻眼与井筒中心线成45度夹角，眼深1.4m。成巷采用中深孔光面爆破，爆破方式采用直眼掏槽。成巷采用钻爆法掘进，光面爆破，全断面一次起爆。配备多台YT-28型凿岩机打眼同时钻眼,炸药选用煤矿许用2#岩石乳化炸药，煤层中换用煤矿安全炸药，雷管为毫秒延期电雷管，大功率电容式起爆器起爆。（2）爆破参数根据井筒穿过的岩石特征，选用的爆破材料，钻眼机具及成247、井速度，排矸能力、作业方式、劳动组织等因素，第一次刷掘，炮眼深度1.4m。成巷爆破采用光面爆破，直眼掏槽，掏槽眼2.5m，辅助眼、周边眼深度2.2m，正向装药结构，周边眼为空气柱装药，起爆顺序从中心到周边依次起爆，联线方式为串联。若围岩松软时必须浅打眼、少装药、弱爆破的方式。（3）钻眼爆破作业掏槽方式为直眼掏槽法。炸药、雷管：使用煤矿许用乳化炸药、毫秒延期电雷管。装药结构：正向装药结构。起爆方式：起爆使用Mfd-200型发爆器全断面分段爆破，联线方式为串联联线。第二次成巷刷扩采用光面爆破向下掘进，根据围岩硬度周边眼距定350-400mm，抵抗距不大于400mm，周边眼全部留光爆层。炮眼利用率9248、0%，残眼率达到60%以上。钻眼爆破作业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，并根据各层的实际情况，及时调整爆破图表，提高爆破效果，确保光爆成型。钻眼时，所有眼深均要达到设计的同一平面内，炮眼角度符合要求。钻眼完成后，将炮眼用压风吹净，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。钻眼爆破注意事项钻眼前要检查井壁围岩，处理掉活矸，浮石后方可钻眼，各炮眼的眼位和方向要准确，严格按设计要求施工，雷管下井前要检查雷管的段号和型号，不同型号、不同厂家生产的雷管严禁混用。放炮前工作面所有的设备249、要升井并掩护好，井筒上临时防护盖要盖好井筒，防止岩石崩散落到地面伤人及损坏设备。放炮前人员撤离到地面150m以外，安全有掩护地点躲避，方可放炮。3.2 井下巷道和硐室工程施工3.2.1 设计特征1主要大巷和回采巷道根据通风、设备布置的需要，确定各类巷道的断面及支护形式：(1) 各主要运输巷道均采用矩形断面，锚喷支护，局部岩性破碎地段可采用锚喷+锚索加强支护。(2)工作面顺槽回采时受动压影响，巷道变形量较大，考虑设备布置，通风及巷道变形等因素的影响，确定回采工作面顺槽断面为矩形，采用锚矸支护，并采用锚索补强，在靠近工作面侧顺槽20m范围内，采用单体液压支柱加强支护。(3)工作面开切眼为矩形，采用250、锚网梁支护，并采用锚索补强。各种巷道断面尺寸及支护方式见表3.2-1。巷道断面一览表序号名称及断面支 护尺寸(宽高)(mm)设计净断面(m2)设计掘进断面(m2)1南北胶带运输大巷 锚喷4.43.214.082南北轨道运输大巷 锚喷4.63.516.13北回风大巷锚喷4.23.213.444总回风巷锚喷4.23.213.445胶带运输机顺槽锚杆支护4.63.214.726轨道运输顺槽 锚杆支护43.413.67工作面开切眼 锚矸+锚索8.03.5282井底车场和硐室根据井筒与大巷的位置关系和轨道系统辅助运输特点，井底车场设置为平车场。车场巷道及硐室的布置与轨道运输的车辆运行方式、调车方式、货物251、装运方式等特点相适应。车场巷道及硐室的布置如下:一：副斜井(1)副斜井井筒到底后直接通过竖曲线连接井底车场，且通达辅助运输大巷，车场内布置双轨，两条线路的上下车通过道岔调车。(2)副斜井井底车场内设有调度室、信号及控制室，。(3)井底车场中部设置中央变电所、主排水泵房和主水仓等硐室，主副水仓采取平行布置，管子道位于副斜井南侧。中央变电所、主排水泵房均采用混凝土砌碹支护。(4)在车场绕道处布置消防材料库。(5)井底水仓设内、外水仓，水仓长度200m，有效容积1100m3。二、主斜井（1）在主斜井在距离主斜井落底点前25m处的井筒上方布置下放式井底煤仓及装卸载硐室。井底煤仓型式选用净径=6.0m的252、圆形直立式普通煤仓，煤仓高27.8m，掘进体积为1000.0m3，有效容积为786.03t，400mm厚C20钢筋混凝土支护。（2）主斜井井底撒煤利用清撒煤斜巷清理，同时在距离主斜井落底点后25.0m处设置有井底撒煤沉淀池，采用人工清理，清撒斜巷长度150.0m，净宽3.0m，净断面8.03m3，采用C20混凝土支护，支护厚度250mm。三、人员运输硐室在人员运输大巷内设置人员等候硐室，长度70.0m，净宽3.0m，净断面8.03m3，采用C20混凝土支护，支护厚度250mm。3.2.2 施工方法和施工顺序根据井下巷道和硐室工程的布置特点，主要大巷和回采巷道采用综掘法施工；井底车场及硐室采用普253、通钻爆法施工。巷道普通钻爆法施工采取光面爆破法掘进，凿岩使用煤电钻，炮眼深度2m，掏槽眼深为2.4m。炮眼布置采用斜眼掏槽，周边眼眼距控制在300mm左右，装药结构采用正向装药。起爆器材：炮孔雷管选用高精毫秒延期电雷管，炸药选用2级煤矿施用乳化炸药。P-90B型耙矸机装入箕斗或矿车，由绞车提至地面，推至翻矸地点排掉。 井底车场及硐室工程量表序号巷道及硐室名称煤岩类别倾角(度)支护形式巷道长度(m)断面积(m2)掘进体积(m3)备注净掘进井巷硐室计1副斜井井底车场多半煤3216.4021.2827.5511471.8211471.82新掘2主变电所煤0混凝土砌碹35.001000.001000.254、00新掘3主水泵房煤0混凝土砌碹30.00750.00750.00新掘4井底水仓岩0混凝土砌碹310.001000.001000.00新掘5管子道岩21.5混凝土砌碹79.02300.00300.00新掘6消防材料库煤0混凝土砌碹27.8100.00600.00新掘7井底煤仓煤0混凝土砌碹30.001000.001000.00新掘8清理撒煤斜巷煤0混凝土砌碹150.01131.01131.0新掘9等候硐室煤0混凝土砌碹70.00530.0530.0新掘10合 计1018.2211471.825811.017753.823.3 施工技术要求3.3.1 混凝土质量控制1配合比控制实际施工前，用现场255、材料委托当地建材实验室估砼配比实验，根据实验提供的配合比组织施工。实际拌制砼的原材料应计量准确，定期校验计量系统。砼浇筑时要按规范规定留取砼试块，同样条件下养护28d抗压强度试验，并保存好资料。2原材料质量控制水泥使用42.5MPa普通硅酸盐水泥，黄砂使用中粗砂，其含泥量不得超过3%，石子选用粒径2040mm的坚硬石灰石碎石，其含泥量不应超过1%；原材料要保持稳定的货源和稳定的质量，进场的每批水泥要有产品合格证，同时现场抽样送当地建材实验室检验，不符合规定的原材料坚决不使用。3施工工艺的控制(1)喷射混凝土施工技术要求喷射应分段、分片由下而上螺旋顺序进行，每段长度一般不超过6m。喷射时，喷嘴要256、正对受喷面作均匀顺时方向的螺旋转动，螺旋直径2030cm，以使混凝土喷射密实。当岩面有较大坑洼时，应先喷凹处，然后找平。喷射前，受喷面应用高压风、水清洗。喷射砼的回弹物不能重复利用，所有回弹物应从工作面清除。当喷射面有水时，应在砼中根据试验结果添外掺剂。已完成喷射砼的表面上，不允许有开裂、掉皮等现象。在砼终凝后2小时开始洒水养护，养护时间应在14天以上。(2)喷射砼施工中的几个问题及处理开裂原因及防止措施喷射砼层出现不同程度的开裂，其原因多是由于喷射砼表面层收缩及其产生的拉应力远远大于砼的极限受拉变形值和抗拉强度而使砼表面层先行开裂所致。防止措施：保证喷射砼施工后14天以内具有潮湿的养护条件。257、在满足喷射砼强度和工艺要求的情况下，尽可能地减少单位水泥用量。一般每立方砼水泥用量不大于450kg。选用普通硅酸盐水泥。对于起支承作用，封闭作用和粘结作用的喷射砼层，厚度不宜小于5cm。回弹回弹既浪费材料，又在一定程度上改变了砼的配合比，影响喷层强度，因此，要控制回弹率。通过按配合比施工，掺加速凝剂，调整工作风压、水压和水量以及喷层厚度，喷射距离等方式减少回弹量。粉尘防止措施适当增加砂的含水率，以6%为宜，对减少粉尘有明显效果。加强通风，以迅速排除作业产生粉尘。采用双水环供水喷嘴，使干料得到充分湿润，以减少粉尘。加长拢料管，以40100cm为宜，以增加水与干料混合的机会，降低粉尘。管路堵塞原因258、及预防堵塞原因：干混合料中夹有大块石子，水泥结块或其他杂物。喷射机操作失误。喷射机开始操作时，先启动电机后打开进气阀，或停止工作时，先关闭进气阀后停止电机，致使干混合料不能及时送走，而堆积在喷射出料弯管内。供给喷射压缩空气风量不够或压力过低，使干混合料在输送中没有足够的力量克服管路阻力而停留在途中。输送管弯曲过甚，弯曲部位太多。或喷射机出料弯管内壁粘结水泥太厚，内径缩小，从而使输送阻力增加。预防措施：干混合料加入喷射机前，应严格过筛。筛网的孔径，以适用的石子最大粒径而定。严格按操作规程操作喷射机。工作开始时，应先给风，后开动喷射机电机，停止工作时，应先关闭电机，待喷浆机管中的干混合料全部喷出后259、，再停止供风。按喷射机性能要求供给足够风量和压力的压缩空气，并保持风量和风压的稳定。同时，应使喷射机和管路接头保持良好的密封，以防止跑风漏气。定期清除喷射机出料弯管内壁的粘结料。喷射中应尽可能将输料胶管拉直，须弯曲时，拐弯半径不能太小，更不能出现死弯。(3)浇筑混凝土掺有外加剂的混凝土，其干料搅拌时间不得低于1分钟，加水后的搅拌时间仍不得低于1分钟，以保证搅拌均匀。要经常检查砼的坍落度，发现有较大变化时，要找出原因并及时调整。砼入模后要用振捣器进行振捣，分层厚度300mm左右，振捣要适应，见砼表面出现浮浆即可。（4）砌碹及时把中腰线延放到发碹地点，保证墙体的平整度。砌基础、砌墙、稳碹胎必须放线260、，禁止用眼估量。砌基础时，底板要先铺50毫米后的沙浆，砌墙要垂缝错开、横缝水平、灰缝均匀饱满，如地板松软时，基础要加宽。砌拱采用金属碹胎和金属模板，从两侧拱基想拱顶对称砌筑，严禁碹胎歪斜，料石砌块应垂直拱的辐射线，大头朝上，各行砌块要错缝，封顶的砌块必须位于正中，模板夹缝宽度不大于3毫米，接茬平整度不大于5毫米，两模板见高差不大于5毫米，横板必须支撑牢固，如有跑模应及时修理加固。灰浆要按比例配合，沙子粒径在3毫米以下，沙灰比为1：2或1：3，砌拱的灰浆标号应比砌墙的稍高一些。拱墙每砌一段应留下台阶式咬合茬，以便下一次砌筑接茬严实。砌拱完毕后，要待拱墙达到一定强度后，才能拆除碹胎和模板，拆下的碹261、胎和模板应洗净后整修，以便复用。碹块灰浆饱满、无瞎缝、干缝。碹体和顶部之间的空隙，必须用不燃性材料充填，巷道内的冒顶部分可用支护材料接顶，但在碹拱上部必须填充不燃材料，垫层厚度不小于500毫米。3.3.2 普通钻爆法掘进钻眼爆破法施工要根据围岩情况不同调整爆破参数，严格按爆破图表施工，光面爆破周边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。1钻孔要求(1)掏槽眼的间距误差和眼底间距误差不大于5cm。(2)辅助眼眼口间距、行距误差不大于5cm。(3)周边眼误差不大于5cm，眼底不超出开挖轮廓线3cm。(4)炮眼深度误差不大于5cm。(5)按不同地质条件，随时调整炮眼数量262、角度、深度、用药量及装药结构。2周边眼光爆参数(1)周边眼的布置应根据岩层情况决定其间距(E)、抵抗线(W)和E与W比值；一般W值为500800mm，E值取350600mm。(2)周边眼的方向应与井筒轴线纵坡一致。(3)采用低爆速、高威力、药卷临界直径小的炸药。(4)周边眼一次同时起爆。3钻爆作业注意事项(1)首先应对炮眼布置、数目、角度和深度、用药量，引爆方式、爆破顺序等事先作好钻爆设计。(2)炮眼数目应根据岩石强度、地质构造、自由面数、井筒断面尺寸、炮眼布置、炮眼长度等因素确定，同时还应通过试爆调整初步钻爆设计。(3)严禁在已爆破的残眼中继续钻眼。爆破后，应经过不少于30分钟的待避时间，263、人员才能进入工作面。(4)在工作面钻眼或其他作业时，不得同时装药。(5)钻眼完毕，按炮眼布置图进行检查。炮浆、石粉应在装药前吹洗干净。(6)爆破期间，除引爆电路外，所有动力及照明电路均应断开或迁至距爆破地点不小于50m处。(7)瞎炮处理。由于操作不良，爆破器材质量差等原因，引起炸药包没有爆炸。瞎炮危及安全，必须按照煤矿安全规程有关要求处理。在瞎炮处理完毕之前，不允许继续施工，除负责处理瞎炮人员外，所有无关人员均需撤离现场。3.3.3 锚网支护技术要求锚杆支护：1、锚杆外露长度从螺母算起为1050mm；锚杆锚固力：顶锚杆锚固力不小于105kN，帮锚杆中不小于60kN，螺母扭力矩：顶锚杆不小于15264、0Nm，帮锚杆中不小于120Nm。2、锚杆要尽可能与巷道周边及岩层理面垂直,角度不得小于75,托盘必须紧贴岩面，不合格锚杆必须当班进行处理。3、钢筋网之间采取对接方式，有连接钩的利用连接钩连接，并用锤打紧。无连接钩的每隔200mm用14#铁丝双股联接一道，拧紧不少于3圈。4、菱形网采取对接的方法连接，每隔200mm用14#铁丝双股联接一道，拧紧不少于3圈。5、施工队组必须配备锚杆检测工具，每施工3050m或每打300根锚杆做一次锚杆拉拨力试验，每次不少于5根，顶3根，帮2根，凡发现不合格的锚杆必须及时补打。6、锚杆必须使用机械力紧固，各班必须专人使用风动扳手或利用风动钻机紧固锚杆达到设计扭力矩265、要求，大班设专人进行抽检并进行原始数据记录。7、锚杆托盘严格按设计要求使用，严禁用其它规格托盘代替。8、锚杆间排距误差允许范围为+100mm。锚索支护要求:1、锚索钻机使用MQT110系列型风动锚杆钻机，钻眼前先送水，严禁无水施工，要求推力适当。2、锚索眼深6m，药卷搅拌时间控制在3060秒，严禁截短树脂药卷或钢绞线使用。3、锚索孔要垂直于巷道周边布置，安放托板处不平整时要整修平整，确保托板紧贴岩面。4、锚索间排距误差允许范围为200mm，钢绞线张拉后，外露长度不得超过200mm，要求不影响安全使用。5、钢绞线承载力在320kN以上，张拉预紧力应达到160kN，每班预紧锚索时必须达到规定表头读266、数并记录原始数据。6、若锚索眼孔56m段在煤层中时，应使用加长锚索，使锚索穿过煤层锚入岩层中1m以上，锚索长度可根据实际需要由供应站进行备料。7、巷道施工时锚索必须紧跟迎头。8、锚索张拉预紧每100根至少抽检5根，并必须保证合格率达90%以上，做好记录后报有关部门，不合格的要全部重新预紧或补打。9、巷道施工过程中，必须每隔100m做一次探顶测试，探测深度必须超过该处锚索锚深长度的1m以上，并将顶板岩层柱状图报技术组与总工程师备案。10、锚索张拉过程中，5m范围内严禁站人。3.3.4 喷射砼技术要求喷射砼厚度100mm，强度为C20。1工作风压：湿喷喷嘴出口处的风压控制在0.150.18Mpa内267、，从拱部到墙脚风压由高到低；2水压：水压应比风压大0.1Mpa左右；3水灰比：水灰比应在0.40.5之间，喷层表面平整、潮润光泽、粘塑性好、密实；4喷头与受喷面的距离和角度：喷头与受喷面的距离以0.81.2m为宜；喷头与受喷面垂直时，回弹率最低；5一次喷射厚度：墙：50100mm，拱：3050mm为宜；6分层喷射间歇时间：分层喷射间歇时间为1520分钟；7混合料存放时间：由于速凝剂的作用，混合料存放时间不应超过20分钟；8钢筋使用前应清除污锈；钢筋网宜在岩面喷射一层砼后铺设，钢筋网与壁面的间隙宜为30mm；9钻眼前应绘出开挖断面中线，水平线和断面轮廓线，并根据爆破设计标出炮眼位置，经检查符合设268、计要求后才可钻眼；10临时支护紧跟迎头 ，最大空顶距离不得大于0.3m；11严格按照爆破图表执行。3.3.5 铺轨技术要求1、轨道铺设的材料、工具，施工铺设钢轨，采用木质轨枕，其道钉、道夹板，紧固螺栓齐全，钉道工具应配齐；弯道器、锯弓、道锤、道尺、羊角撬棍、水平尺等。2、铺设的轨道必须符合质量标准化验收标准中的规定,轨距误差不大于10mm、不小于5mm;轨道间隙不超过10mm;内外错不大于5mm。轨道构件齐全、紧固有效,轨道距工作面为630m。3、掘进时铺设22kg/m或30kg/m的轨道,轨距600mm,枕木规格(长宽厚)为1000150120mm,轨枕间距不大于1000mm。3.3.6 水269、沟技术要求水沟中心位置允许偏差-50+50mm，水沟宽度允许偏差-30+30mm，水沟深度允许偏差-30+30mm。3.3.7 过断层及构造带施工措施巷道施工中，经常要穿过断层和岩石破碎带，以及岩石风化带或稳定性较差的岩层，经短时间暴露就可能出现冒顶、片帮。针对这些特点，施工采用：1超前导硐边刷边支法2支棚法3超前锚杆支护法在断层多，围岩非常破碎，掘进后随时都有冒顶危险的地段施工，可用打超前锚杆的方法，锚杆向前倾100150mm，以防止顶板冒落。4如果在施工中遇到断层破碎带或岩性较差等不良地层时，以小掘进、快开挖、强支护、早封闭的原则快速通过破碎带。改善光爆效果即减少周边眼眼距和抵抗距，采用不270、偶合装药，尽量减少爆破对井筒围岩的破坏，以保持围岩的完整性，充分利用其自身的抵抗能力。同时适当缩小掘进长度，采用锚网临时支护，尽量缩短围岩暴露时间，必要时增设拱形铁棚或梯形铁棚支护，以确保安全顺利通过不良地层。3.3.8 探、揭煤措施本矿属于高瓦斯矿井，而且各煤层具有爆炸危险性。因此在施工过程中本着“有疑必探，先探后揭”的原则进行施工。巷道施工通过煤层前，按照煤矿安全规程和防治煤与瓦斯突出细则有关规定编制探、揭煤施工安全技术措施，确定探、揭煤施工的程序。1巷道施工至煤层10m(垂距)处，停止掘进，做好永久支护工作，打23个穿透煤层且进入底板不小于0.5m的前探钻孔，如果工作面附近有地质构造(断271、层、褶皱或煤层走向与倾角急剧变化等)，前探钻孔不得少于3个，详细记录岩芯资料，查明煤层赋存情况和地质构造情况，并根据有关规定预测工作面突出危险性。2工作面施工至煤层5m时，打两个穿透煤层全厚的测压钻孔，测定煤层的瓦斯压力P，瓦斯放散初速度指标P、煤的坚固性系数f并采用综合指标法对工作面突出危险性进行预测。若工作面有突出危险性，应采用钻孔排放等防突措施。经效果检验有效后，可用震动放炮揭穿煤层；若效果检验无效，应采用补充的措施并经措施检验有效后，用震动放炮揭穿煤层。施工现场使用防突检测仪，随时测定K1值和h2值进行防突效果检验。3井筒工作面距煤层顶板最小垂距3m时，打直径7590的排放钻孔，钻孔必272、须穿透煤层全厚，外围排放钻孔终孔控制范围超出巷道断面3.0m，孔间距一般取0.51.5m，并在控制断面内均匀布孔，为加速瓦斯排放，可采用松动放炮等辅助措施。4钻孔排放瓦斯期间，坚持正常的通风(通风量根据实际探揭煤情况计算确定)，按要求布置2个测压孔并安装测压装置，坚持检测瓦斯压力，坚持在探揭煤工作面检测瓦斯浓度变化。按照要求瓦斯散放60天，在瓦斯浓度和压力散放到安全范围以后，进行效果检验，证实措施有效后，方可用震动放炮揭穿煤层。5震动放炮；使用煤矿安全水胶炸药，铜脚线的15段毫秒电雷管，最后一段总延期时间不超过130ms，在井口附近安全地点专用起爆。坚持远距离放炮。先全断面一次揭开保护岩柱2m273、，再全断面一次揭开煤层的2/3，并小断面松动爆破；其余煤层均将保护岩柱和煤层一次全断面震动放炮，震动放炮时的装药量为正常掘进时单位装药量的2倍，可取q=23kg/m3。6探、揭煤施工是一项复杂工程，成立由总工程师任组长的组织指挥机构，事前编制好专门设计，对探孔和测压孔的深度和数量、排放钻孔参数及排放时间、震动放炮的次数及爆破参数等作出规定。3.3.9 防洪、防雷电措施1防雷电房屋、变电所、井口等附近要安装好避雷针，且必须确保安全可靠、能正常使用。具体要求：房屋、变电所等四个墙角各安装一个避雷针，以高出变电所5m以上为准，井架及所有避雷针接地线最大允许通过电流量不小于500A。2防洪井口附近先填274、至设计标高，形成场内雨水的排放系统，将水引入截水沟排出场外。3.3.10 冬、雨季施工措施1冬季施工井口、翻矸系统采取防冻防滑保护措施2井口房及绞车房采取保温保暖措施；3雨季施工，砂、石料堆要建料棚，防止砂、石料被雨水淋湿，搅拌站及上料系统采用防雨布遮盖；4对砂、石的含水率要经常进行测定，含水率超出规定的砂、石料不得用来搅拌喷射砼料。5井口及料场周围水沟及时进行清理保证畅通无阻。6必须在工业广场附近储存两到三个月的原材料(主要包括砂、石子、水泥、锚杆等施工用的原材料)。3.4 施工安全措施3.4.1 准备工作(1)下井人员必须佩戴矿灯、矿帽、自救器，并会使用自救器，否则不准入井。(2)酒后不准275、入井，下井不准穿化纤衣服和佩戴各种不防爆电子手表。(3)在井口20米范围内不能有火源，井下不准带烟、带火和易燃、易爆物品。(4)必须参加班前会，听取布置计划及安全注意事项，否则不准下井。(5)任何人不准在井下拆卸、敲打、毁坏矿灯、自救器。(6)严格执行入井检身制度。(7)没有经安全培训、不听贯彻作业规程的人员及经过安全培训考试不及格者不准下井工作。(8)施工前先将所有施工机具检修完好。(9)先将所用支护材料检查好，不合格材料严禁使用。(10)凡本工作面所有人员必须严格遵守煤矿安全规程作业规程操作规程及零散人员作业规程和各项安全措施，不得违章指挥、违章作业和违反劳动纪律。3.4.2 打眼(1)打276、眼前，打眼工必须检查风水管路各接头是否上好绑牢，防止脱扣伤人。(2)打眼时，打眼工要站在风钻的侧面操作，找好重心，两腿前后错开，不得骑在风钻的气腿上，或将重心移在风钻上，以防断杆伤人。(3)使用多台风钻同时打眼，要定眼、定区域打眼，不得交叉作业，风水管路要理顺好。(4)打眼过程中若风钻出现故障时，必须停风处理。(5)打眼过程中，若出现下列情况之一时，必须停止打眼进行处理：工作面支护不到位，控顶距离超过作业规程规定时；迎头无风、微风或瓦斯超限时；迎头往外巷道内矸石多，堵塞巷道断面三分之一以上时。(6)每次打眼完毕后，要将炮眼内粉尘吹干净，将风钻、风水管路撤到安全地点摆放好，并加以维护。、(7)打277、眼过程中，必须随时检查迎头时否留有残余瞎炮，若有残余瞎炮存在，必须先处理好后方可继续打眼。(8)每次打眼完毕后，必须将风钻撤到距迎头20m以外的安全地点放好，不许乱丢乱放。(9)打眼前，由有经验的老工人站在可靠支护的安全地点，用长柄工具将帮顶活矸及时找掉，并派专人观山，同时随时保证后路畅通。(10)打眼前必须把中腰线延到迎头，画出巷道周边轮廓线以后，方可打眼。(11)打眼时必须严格按操作规程进行操作。严禁戴手套，必须将袖口扎紧。(12)打眼人员必须站在可靠永久支护下进行操作业，严禁空顶作业。(13)打眼与装药严禁同时进行。3.4.3 装药、放炮(1)放炮员必须由经过专门培训并取得合格证的人员担278、任，放炮员工作中必须持上岗证。(2)采用正向装药放炮，装药后，先填30mm的黄泥，然后装填1个水炮泥，最后用黄泥封填，炮眼封泥长度必须符合爆破图表规定。严禁使用煤(岩)粉、块状或其他可燃性作为炮泥使用。(3)放炮母线、连接线和电雷管脚线必须相互扭紧并悬挂，放炮母线同电缆、电线、信号线应分别挂在巷道的两侧，如果必须挂在同一侧时，放炮母线必须挂在电缆的下方，并保持0.5m以上的距离。(4)次放炮前，当班班长必须派专人设置放炮警戒，站岗截人距离为：直线巷道大于或等于100m，放炮母线于之相同。设置警戒时，每个警戒点同时去两人，先将警戒区的所有人员全部撤到警戒区外，然后留一人站岗，另一人沿原路返回向班279、长汇报。班长只有得到有岗哨地点返回人员的汇报，确认警戒区内无人后，方可下令放炮。没有得到班长的撤岗命令，站岗人员严禁擅自离岗。(5)放炮工必须最后放炮地点，放炮工接到放炮命令后，必须先发出放炮警号，至少在等5S后，方可放炮。(6)只有经三人联锁验炮，确认不在响炮后，方可撤除警戒，警戒撤除后若需再次响炮时，必须重新设岗截人。(7)当班装药炮眼应当班放完，在特殊情况下，如果当班留下尚未放完炮的装药炮眼，当班放炮工必须向下一班放炮工现场交待清楚。当班剩下的炸药、雷管当班放炮工必须及时交回炸药库。(8)通电后装药炮眼不响时，放炮工必须先取下钥匙，并将放炮母线从炮机接线柱上摘下，并扭结成短路，在等一定时280、间(至少15分钟)才可沿线路检查，找出不响的原因。(9)理残炮必须在班组长直接指导下进行，并应在当班处理完毕。如果当班未处理完毕，放炮工必须同下一班放炮工在现场交待清楚。(10)放炮母线必须在地面导通后方可入井，严禁在井下用发爆器导通放炮母线。(11)炸药和雷管必须实行分运，分别放入专用的药袋和雷管箱(上锁)内，由放炮员亲自运送，炸药在放炮员的亲自监督下进行押送，严禁在人员上下班时运送。(12)炸药运送到工作地点后，必须装入炸药箱内并加锁，钥匙由放炮员随身携带。(13)巷道开口时采用多打眼、少装药、放小炮的方式掘进。(14)放炮员必须严格按照爆破图表规定的装药量和起爆顺序进行装药和联线。(15281、)采用正向装药，严禁反向装药。(16)一次装药必须一次起爆，每个炮眼必须装两个水炮泥，剩余部分炮眼用黄泥封满填实。(17)有下列情况之一时，都不准装药、放炮：永久支护不到位时；在放炮地点附近20m以内风流中瓦斯浓度大于或等于1%时；在放炮地点附近20m以内，在未清除的煤矸、杂物，阻塞巷道的三分之一以上时；炮眼内发现异状，温度骤高骤低，有显著瓦斯涌出、煤岩松散时；有上述情况时，必须报告班队长及时处理，确认无隐患后方可放炮。(18)所有雷管脚线和放炮母线严禁出现明接头，相邻两接头必须错开150mm以上，并用绝缘胶布包扎严实。严禁将放炮母线搭设在电器设备上。(19)放炮母线必须用绝缘材料吊挂在距离帮282、顶及底板、电缆500mm以上醒目位置。(20)严格执行“一炮三检”和“三人联锁”放炮制度。(21)放炮警戒距离：直巷大于100m。放炮警戒位置必须设警戒牌、栏杆或拉绳。(22)放炮器的钥匙必须由放炮员随身携带，装药工作只能由放炮员一人担任。(23)放炮前，放炮员必须仔细检查母线与脚线、脚线与脚线的联接情况、确认无短路危险、接头包扎好以后，最后离开工作面，待站岗截人结束后，方可放炮。(24)响炮后，要等30分钟、炮烟散尽，先由瓦检员、安检员、施工队班队长检查回风及工作面瓦斯浓度，瓦斯浓度低于1%及支护情况，确认无任何安全威胁后，方可进入工作面。(25)拒爆时，放炮员必须取下炮机钥匙和并摘掉母线，283、将脚线末端扭结，随身带上炮机后，方可从外往里查明不响的原因。(26)装配引药时，必须遵守下列规定：装配引药时必须在顶板完好、支架完整、避开电气设备和导电体的放炮工作地点进行。严禁坐在炮药箱上装配引药。装配引药数量，以当时当地需要数量为限；装配引药时，必须防止电雷管受震动、冲击、折断脚线和损坏脚线绝缘层；电雷管只许由药卷的顶部装入，不得用电雷管代替竹、木棍扎眼。电雷管必须全部插入药卷内。严禁将电雷管斜插在药卷的中部或捆在药卷上；插入电雷管、药卷后，应用脚线将药卷缠住，以便把电雷管固定在药卷内，还必须扭接雷管脚线末端(27)出现瞎炮时，采取以下方法进行处理：由于联线不良造成的瞎炮，可重新联线放炮；284、在距瞎炮至少0.3m处另打同瞎炮眼平行的新炮眼，重新装药放炮；严禁用镐刨或从炮眼从取出原放置的引药或从引药中拉出电雷管；严禁将炮眼残底(无论有无残余炸药)继续加深；严禁用打眼的方法往外掏药；严禁用压风吹这些炮眼；处理瞎炮的炮上爆炸后，放炮员必须详细检查炸落的煤、矸、收集未爆的电雷管；在瞎炮处理完毕以前，严禁在该地点进行同处理瞎炮无关的工作。(28)放炮结束后放炮母线两端必须扭结短路。(29)严格执行煤矿安全规程有关放炮规定。3.4.4 排矸1、耙岩机使用规定（1）工作面必须严格实行“三专两闭锁”和“双风机双电源”制度，要求每班作业前必须进行一次闭锁试验，发现问题及时处理，否则不得生产。（2）保285、证工作面风量符合要求，保证回风流中风速不得小于0.5m/s。（3）加强风筒管理，杜绝风筒破口漏风现象，且风筒出风口距工作面不得超过10m，否则停止工作面作业。（4）掘进工作面必须设专职瓦斯检查工，每次放炮必须严格执行生产队组班长（工长）、放炮员、瓦检员三人联锁及“一炮三检”制度。（5）工作面每次放炮后且在耙岩机启动前，在距矸堆上方0.2m处，由专职瓦检工用光学瓦检仪实测瓦斯浓度，当浓度小于1%时方可启动耙岩机。并要求每隔20分钟必须检查一次矸堆上方瓦斯浓度，只有小于1%时方可正常工作。（6）使用耙岩机耙装作业开始前，必须将瓦斯自动检测报警断电装置的传感器悬挂在耙斗作业段的上方，当瓦斯超限时能够286、及时断电，避免耙岩机作业时耙斗与矸、槽帮及槽底发生摩擦产生火花，引起瓦斯事故。（7）耙岩机使用前必须由司机详细检查其机械与电气部分，要求耙岩机的刹车装置必须完整、可靠，耙岩机作业时必须照明齐全，经检查确认一切无问题并经瓦检员同意后方可启动耙岩机。（8）耙岩机耙装矸前，必须用高压水冲洗巷道顶帮并在矸石上洒水降尘，湿润矸石。为防止岩尘飞扬，要求每次放炮后对耙岩机前的巷道顶、帮用水冲洗一次，耙岩机在耙装过程中如产生岩尘飞扬时，必须随时停机洒水消尘降低巷道中岩尘的含量。（9）耙岩机在使用过程中严禁超负荷、超距离运行，钢丝绳严禁打结，以防钢丝绳与架绳轮摩擦产生火花发生意外。钢丝绳毛刺多时，必须及时更换为287、新钢丝绳，防止产生摩擦火花。（10）耙岩机必须由经过培训且考试合格的司机进行操作并要持证上岗。（11）耙岩机运行时，牵引区内严禁有人，并且耙岩机必须装有封闭式金属挡绳栏和防耙斗出槽的护栏。耙岩机要有照明，耙岩机工作时，其他人员站在机后5m以外，待耙岩机装矸完毕，耙岩司机停机后，其他人员方可上前推车。耙岩机耙矸时不准在过渡槽上存矸，以防矸石被耙斗挤出或被钢丝绳甩出伤人。（12）固定钢丝绳滑轮的锚桩必须牢固。（13）严禁将耙岩机尾轮挂在锚杆、锚索和棚上进行出矸。（14）耙岩机司机操作一侧距离巷壁的距离必须保持在700mm以上。（15）正常操作机器装矸时，不准将两个手把同时拉紧，以防耙斗飞起。（16288、）施工装矸过程中大块矸或其它杂物，应及时清理干净，严禁混杂在煤车中。（17）耙岩机使用过程中严禁超负荷运行，且钢丝绳严禁出现结疙瘩、断股、毛刺，发现有上述现象必须及时更换，以防摩擦产生火花发生意外。（18）耙岩机绳及前后变向轮必须定期注油，保证转动灵活。（19）耙岩机距工作面距离控制在630m。（20）煤巷、半煤岩巷中严禁使用耙矸机。（21）在上山施工中，为防止耙岩机倾翻，须于巷道两帮靠近底板的位置打设两根锚杆，并将机体用铁链或钢丝绳紧锁其上。（22）其它严格按安全规程和操作规程及有关规定执行。上山移耙岩机：（1）巷道坡度在8以下时移耙岩机规定：将耙斗牵引至距掌头23m处后放稳。在耙斗旁边打设289、一根老汉柱，柱采用直径200mm以上优质圆木，长度根据巷道高度确定，要求上柱窝伸入顶板100mm，下柱窝插入实底不低于200mm，老汉柱向下山方向倾斜与底板成80度，并用木楔刹紧背牢。将耙岩机主绳从耙斗上剁下，然后缠绕老汉柱不少于3圈，并用至少3道绳卡紧固。（2）巷道坡度在81 8之间移耙岩机规定：巷道坡度在81 8之间移耙岩机时，采用绞车牵引移动耙岩机。但必须根据巷道坡度选择合适型号的绞车。具体规定为坡度在81 2之间，坡长在200m以内时选择JD25kW小绞车；坡度在131 8之间，坡长在200m以内时选择JD40kW小绞车。在距掌头23m处打设一根老汉柱，柱采用直径200mm以上优质圆木290、，长度根据巷道高度确定，要求上柱窝伸入顶板100mm，下柱窝插入实底不低于200mm，老汉柱向下山方向倾斜与底板成80度，并用木楔刹紧背牢。用18.5mm钢丝绳缠绕老汉柱不少于3圈固定变向轮，并用至少3道绳卡紧固。再用18.5mm钢丝绳缠绕老汉柱与变向轮不少于3圈固定，并用至少3道绳卡紧固作为断轴保护。然后把提升钢丝绳通过变向轮，最后将绞车大钩与耙岩机前碰头用插销连在一体。（3）巷道坡度在1925之间移耙岩机规定： 巷道坡度在1925之间移耙岩机时，由于巷道坡度较大，所以必须选择JD40kW小绞车，并且配合动滑轮上移耙岩机，动滑轮选用10吨动滑轮。 在距掌头23m处并排打设两根老汉柱，柱采用直291、径200mm以上优质圆木，长度根据巷道高度确定，要求上柱窝伸入顶板200mm，下柱窝插入实底不低于400mm，老汉柱向下山方向倾斜与底板成80度，并用木楔刹紧背牢。用18.5mm钢丝绳缠绕老汉柱不少于3圈固定变向轮，并用至少5道绳卡紧固。再用18.5mm钢丝绳缠绕老汉柱与变向轮不少于3圈固定，并用至少5道绳卡紧固。作为断轴保护。然后把提升钢丝绳通过老汉柱上固定变向轮，再向后通过耙岩机上固定动滑轮，最后将提升钢丝绳缠绕老汉柱不少于3圈固定变向轮，并用至少5道绳卡紧固。用18.5mm钢丝绳穿入耙岩机前前碰头中缠绕不少于3圈固定动滑轮，并用至少5道绳卡紧固。 上移耙岩机前，在溜槽下方放一辆空矿车，用292、道木与溜槽背紧，防止耙岩机尾向下翻，用三环和插销将矿车与耙岩机连在一体，矿车后挂好车尾巴。 撑紧绞车绳牵引住耙岩机，松开卡轨器准备上移工作。 开绞车缓慢牵引移动耙岩机，移动耙岩机过程中，在机器下方禁止有人工作或停留。并把耙岩机后面所有道挡、阻车器关闭，下平人员撤到安全地点或躲进躲避硐。 耙岩机移到预定位置后，绞车司机必须刹紧闸把，坚守岗位，待施工人员固定好卡轨器，方准松开绞车钢丝绳。 在耙岩机身前方两侧底板上打设两个托钩眼，托钩向上山方向倾斜，眼深1m，用钢丝绳环（直径18.5mm)将托钩与耙岩机前龙门架紧固，绳环绳卡不少于3道。托钩采用38mm的圆钢制作,长度1200mm,锚深1000mm,293、外露200mm。 巷道坡度大于20时，耙岩机固定后，在耙岩司机操作一侧前方3米并排打设两根护身柱，柱采用直径180200mm的优质圆木，长度根据巷道高度确定，要求上柱窝伸入顶板100mm，下柱窝插入实底不低于200mm，老汉柱向下山方向倾斜与底板成80度，并用木楔刹紧背牢。 倒拉绞车变向尾轮固定在耙岩机下面的锚杆上，在固定变向尾轮位置横放一根优质道木，在道木前后紧靠道木各打两根202000mm的锚杆，锚杆锚入实底不少于1800mm，外露长度不超过200mm，钢丝绳缠绕变向尾轮与4根锚杆3圈后，将绳环穿入道木。再采用采用同样方法对变向尾轮设断轴保护，然后将4根锚杆用两块道夹板十字交叉连在一起，并294、用托盘、螺母紧固压紧道木。若底板松软，打锚杆无法保证施工安全时，可采用老汉柱固定倒拉尾轮，老汉柱选用260mm以上的优质圆木，上、下凿窝深度不小于200mm，下凿窝深度不小于400mm，倾角为7580。下山移耙岩机规定：（1）巷道坡度在-2 2以下移耙岩机规定：巷道坡度在-22以下移耙岩机时，采用绞车直接牵引移动耙岩机。但必须根据巷道坡度选择合适型号的绞车。具体规定为坡度在-8以下，坡长在200m以内时选择JD11.4kW小绞车；坡度在-8 -1 5之间，坡长在200m以内时选择JD25kW小绞车；坡度在-15 -22之间，坡长在200m以内时选择JD40kW小绞车。（2）巷道坡度在-2 2-295、25之间移耙岩机规定：巷道坡度在-22 -25之间移耙岩机时，由于巷道坡度较大，所以必须选择JD40kW小绞车，并且配合动滑轮下移耙岩机，动滑轮选用10吨动滑轮。在距圪顶盖23m处的绞车对侧并排垂直打设两根老汉柱，柱采用直径200mm以上优质圆木，长度根据巷道高度确定，要求上柱窝伸入顶板200mm，下柱窝插入实底不低于400mm。用18.5mm钢丝绳缠绕老汉柱不少于3圈固定变向轮，并用至少5道绳卡紧固。再用18.5mm钢丝绳缠绕老汉柱与变向轮不少于3圈固定，并用至少5道绳卡紧固。作为断轴保护。然后把提升钢丝绳通过老汉柱上固定变向轮，再向后通过耙岩机上固定动滑轮，最后将提升钢丝绳缠绕老汉柱不少于296、3圈固定变向轮，并用至少5道绳卡紧固。用18.5mm钢丝绳穿入耙岩机后矿车碰头中缠绕不少于3圈固定动滑轮，并用至少5道绳卡紧固。下移耙岩机前，在溜槽下方放一辆空矿车，用道木与溜槽背紧，用三环，插销将矿车与耙岩机连在一体。撑紧绞车绳牵引住耙岩机，松开卡轨器准备下移工作。开绞车缓慢牵引移动耙岩机，移动耙岩机过程中，在机器下方及大绳牵引区至茬岩底禁止有人工作或停留。所有人员撤到安全地点或躲进躲避硐。耙岩机移到预定位置后，绞车司机必须刹紧闸把，坚守岗位，待施工人员固定好卡轨器，方准松开绞车钢丝绳。在耙岩机身后方两侧底板上打设两个托钩眼，托钩向上山方向倾斜，眼深1m，用钢丝绳环（直径18.5mm)将托钩297、与耙岩机前龙门架紧固，绳环绳卡不少于3道。托钩采用38mm的圆钢制作,长度1200mm,锚深1000mm,外露200mm。巷道坡度大于20时，耙岩机固定后，在耙岩司机操作一侧后方5m并排打设两根护身柱，柱采用直径180200mm的优质圆木，长度根据巷道高度确定，要求上柱窝伸入顶板100mm，下柱窝插入实底不低于200mm，老汉柱向下山方向倾斜与底板成80度，并用木楔刹紧背牢。平巷拐弯巷道移耙岩机规定：(1)与巷道前进方向不超过90的拐弯巷道移耙岩机规定：与巷道前进方向不超过90的拐弯巷道移耙岩机采用自牵引移动。移机时，轨道必须支垫平稳，道心及两边要充填至道木面，保证移机过程中，不致因道不稳而使298、耙岩机落道伤人，或因道心及两边太空而使耙岩机翻倒伤人。移机时，司机必须站在大弯一侧操纵手把，耙岩机移动必须缓慢平稳。移机过程中，必须根据耙岩机移动的方向于轨道方向及时变换变向轮位置，保证耙岩机不致因出绳方向太大而导致耙岩机倾倒。(2)与巷道前进方向超过90的拐弯巷道移耙岩机规定：与巷道前进方向超过90的拐弯巷道移耙岩机时，由于转角较大，整体移动难度大，因此采用解体移机。即：将耙岩机主体与上部溜槽逐件拆开移进。耙岩机解体时，必须首先用导链将耙岩机各部件吊好撑紧，再拧开螺丝将各部件放下。导链悬挂部位选择巷道打注的锚索，但悬挂部位必须在锚索端头刻痕往上，并且锚索预紧力必须达到32MPa以上，严禁将悬299、挂点选择在刻痕处。在锚索上穿入锚链至悬挂点，然后将锚具在悬挂点锁紧，再将导链挂在锚链上。如果巷道打注的锚索不能符合要求，必须在悬吊部位打注锚杆，锚杆采用181800mm以上锚杆，锚杆打好后，用锚杆拉力器检测，拉拔力达到70kN以上。在打注锚杆上挂起吊环，将导链挂在起吊环上。耙岩机各部件解体后，用导链将各部件逐件移至安装部位，再采用上述方法将各部件吊起组装。安全注意事项：(1)上、下山移耙岩机时，必须在耙岩机后适当位置打一躲避硐，在躲避硐前打设两根护身木柱，木柱采用140160mm的圆木。移机时，派信号工躲在柱后用电铃信号或口哨指挥。信号规定为：“一停、二上、三下”。(2)上、下山移耙岩机前，必须由工长或跟班队干检查绞车各部件、耙岩机各部件、连接装置、老汉柱等的安全状况，确认无误后，方可移机。(3)上移耙岩机前，必须将所有施工人员撤至耙岩机后的安全地点或躲进躲避硐，并在安全地点设好警戒。(4)耙岩机移到指定位置后，信号工打点停车，绞车司机必须刹紧闸把，不得擅离岗位，待施工人员到达位置，上好