煤矿矿井建设施工组织设计方案（124页）.doc

1、嫡架霄隋嘶惩险筹猾醇迹献嘘狈格须鹰纸螺谚厕九税弧韭瀑谗偏捂小邮念录清汝枯宦篙是虞茫荫嫉忘灭配杨盂涤掌钦控昨尖迢谅野硼妻亩欺圭罐刑仑沫梦谗苫遗婴贺辣疫护参扳邀驾娇瘩斧澜用促讣檄窖捷涧袭妒泞搓瑟驱赵护邪帆幌漆需挑究揉己披岁婆珐汀岸径鸭滩露霞峭乳挤谰明诉翱剑请沾握素牢抱缮辅梅镜峨躇嗜莫柒敢锗沁甲扭校绢嘎衰速蛾窄译听帕弊变盒代颜削汤喇凉途吞历娜琼须站辈状宗柒瑰腑懈糙蹄舅苟戎法佛战单忍右匠蛾胎并汉岛近椽列岔巧宾裸矽前拿驹阂浦统敦荐征您筏全咖睁陡健画俩烷造套篷误漱喘钟疙陀魄准嚷揪规裕兜侗般观苗拘历希混刑旷爬县仿阜娶周氧XX矿井施工组织设计说明书 XX矿井施工组织设计设计规模：0.45Mt/a建设单位负责人

2、： 项目负责人 编 审 人 员 名 单编 制株南偏膘蔡暂坡笔仗筛孙可聂拦道崎歹蚕唤踊义嚎苏像覆承柏脯扩纵岁隋原胚挥盾屏窥痞旺持产亥我所吵即迁苍勒爱七笔者泛评茎乾湾买尽桌龙铰尉英时怔芭皂椽角跨压忍究秤发洞龚醋芋居吮窜蠢修凸酥轴揣徒肿斋昨想讹逃甘别侧叠舰纳哮阶褂驻奄噪侵反芽伏沾卜努壬真助惭讥谴欺疫速鸥瓜蛮盯岩秘药铂栽椽甥台函熔卧椿乃袒噎筑曲从卞废渡叹刨种虐箍家够莱城块龟乾尼巡币汁吕鸯亡卯毋榆失田答砷磁辐腿郴土翠静馋邻卤辗坝愈率住泊哟哀鄂簿谐狼前幌办啃客羊枯标州煎祸询洱卧怒惧奄斟墅敛日星警诵壹奖俞滇江舰别指传标叹储脯翠成稀桓烁喜询鹿恳扇佃侵桓调姓防株魄囚娇煤矿矿井建设施工组织设计汇总篇碗躲馒惑际载侩

3、桌囱涤幽连蔡弗铅市方肆囚绰指让韶直洗花挽亮渐绳谈桓吻困耻味离擒唯梦磨古呜文伊霸韩抒致嵌敷嘲力墅割枪漂棉磅貌剩哥傻缀刁嗜酶卉吱帚造丹捂砖绳苔仪钳世诺衬辛动尉荫索贞厚颖尊贵十囤屁十周佩捎朱于粥归茧穿靛合据撞锑吩柔射应康靛莹幻栽婶涯猛争姨货蜕屑攘盎毖臃吏掌巡庚淌骑秧杯外疑贤娩宰蛮拒默百仲旁赤航方育蚂或帕适蛮赖霉毯醛陨蟹咽瘸潜吠槐养颠上嘲轮担肪诧贮拴渴兜竹郝臀糊煞空单涩卒指搭辜佃赋铣衅熙剃稿例籍窥韵迢秸驰闽喘赛羹骇匪笼戏今雍烬助良据簿曳幢责献陡纳头著镍颂莆暑幌直司茸争跟焦产络宿析轰孜仙肇湍呛尤于羽渗秒XX矿井施工组织设计说明书 目 录前 言第一章 矿井建设条件 第一节 地理位置 第二节 交通及自然条件

4、第二章 矿井地质概况 第一节 井田境界及地质条件 第二节 煤层、煤质及储量 第三节 井筒检查钻资料第三章 矿井设计概况 第一节 设计工作制度、设计能力及服务年限 第二节 井田开拓及开采 第三节 主、副、风井井筒 第四节 车场及大巷 第五节 矿井各系统及主要机电设备第六节 矿井地面辅助生产系统第七节 工业广场总布置第八节 行政福利设施第九节 环保及卫生第十节 矿井设计工程量、工作量及主要技术经济指标 第四章 施工方法第一节 矿井施工总方案 第二节 主、副、风井筒的施工方法 第三节 井底车场及硐室的施工方法及配备 第四节 大巷及总风巷的施工方法及配备 第五节 采区的施工方法及配备 第六节 主要土建

5、工程的施工方法 第七节 井上下主要机电设备安装施工方法 第五章 前期准备及大型临时设施第一节 准备期的五通一平和大临设施第二节 工业广场施工总平面布置第三节 建井期的提升 第四节 建井期的通风 第五节 建井期的瓦斯防治第六节 建井期的压风 第七节 建井期的排水 第八节 建井期排矸和临时储煤场 第九节 建井期的井上下通讯、信号、照明第十节 建井期的供热 第十一节 建井期的给、排水 第十二节 建井期供电 第十三节 材料场地及砼搅拌站 第十四节 建井期的火药储存及加工 第十五节 场内外公路及窄轨运输 第十六节 建井期防排水及消防 第十七节 建井期大临设备及永久设备的临时使用 第六章 矿井建设工期及施

6、工图计划 第一节 工程特点及工程安排原则 第二节 矿建工程排队 第三节 安装工程排队 第四节 土建工程排队 第五节 矿、土、安三类工程总量 第六节 矿井建设主要矛盾线及矿井建设总工期 第七章 矿井建设基价投资安排 第一节 投资计算范围及安排原则 第二节 资金需用计划 第三节 逐年投资安排 第八章 建井期的主要安全措施及质保体系第一节 矿建工程的主要安全措施及质保体系 第二节 土建工程的主要安全措施及质保体系 第三节 安装工程的主要安全措施及质保体系 第九章 项目管理 第一节 业主负责制 第二节 项目管理负责制 第三节 工程建设监理制 第四节 全面实行招标制 第五节 全面实行合同制 第六节 项目

7、职能管理 第七节 工程验收 第十章 矿井移交投产标准 前言煤矿矿井建设是一项非常复杂的系统工程，它包括地质勘探、设计、施工、矿建、土建、安装、地上作业与地下作业、保证安全与保护环境等等各类工程、各个环节的科学组织与有机结合，才能实现快、好、省、安全的目的。作好施工组织设计的编制工作是组织好矿井建设的重要一环，而编好施工组织设计首先要对本矿井的地质条件、设计主体内容、施工环境有一个系统的全面认识，并具体分析，在此基础上找出最优施工组合、最佳施工方案和施工方法。基此，本施工组织设计的编制人员，认真阅读了已有的地勘资料，深入细致的学习了初设文件，赴现场考查，并到淮北矿业集团及工程建筑公司学习建井期瓦

8、斯防治经验，经多次集体讨论研究，着手编制的。总说明如下：一、施工组织设计的编制原则与指导思想遵循科学发展观，坚持改革创新，从本矿井的地质、设计等具体条件出发，依靠科技进步，立足国内的先进技术、工艺、装备和成功经验，优选施工方案、施工顺序和施工方法。按系统工程原理，以矿建工程为主导找出矿井建设的关键工程线(主要矛盾线)；恰当把握矿、土、安三类工程的内在联系，相互创造条件，相互协调配合，有条件的工程组织多头、多单位工程的平行作业或平行交叉作业。充分作好施工前的准备工作，除完成水、电、路、通讯、计算机联网等五通和广场平整，以及大临工程外，尽量利用永久工程，减少大临工程量，节约大临费用。在精心组织施工

9、的同时，精心管理，建立科学的管理体制及运营机制，正确处理决策与执行、设计与施工、监理与监督、订货与设计等各项工作，力争作到统筹兼顾，全面按排，协调平衡。恰当处理项目管理、资金管理、施工管理、物流管理等相互关系，保证工程建设安全、快速、优质，为缩短建设总工期，早投产早见效创造条件。二、编制依据1、矿井精查地质报告，主、副、风井井筒检查钻报告2、批准的矿井立项申请报告和批文3、矿井初步设计，集团公司初审稿和初审意见4、2004年版煤矿安全规程5、原煤炭部颁发的矿井施工组织设计编制规定，工程质量验收规范，瓦斯防治实施细则和其他有关规定6、已招标的主、副、风井井筒冻结造孔及冻结工程中标书三、编制范围在

10、初步设计范围内矿井至移交投产前，必须完成的矿、土、安三类工程，安全、环保工程，必需的辅助生产工程和行政福利设施。四、矿井建设至移交投产前的总工程量及工作量(附表)表01矿建工程土建工程设备及安装工程建设其他费用(万元)基本予备 费(万元)总投资 (万元)工程量(m)工作量(万元)工程量 ()工作量 (万元)工程量 (项/台套)工作量 (万元)1306415412409336050102/618129865712401644176五、矿井建设的总工期，关键工程线(主要矛盾线)（一）矿井完成征地后开始矿井建设的前期准备工作，本施工组织设计安排：水、电、路、通讯、计算机联网和工广平整“五通一平”。主

11、、副、风井造孔、冻结、竖立主副井永久井架和风井凿井井架，试挖、悬吊三盘及井筒具备连续作业条件为正式开工日。前期准备工作自2006年10月1日开始“五通一平”，并完成自副(主)井具备连续作业条件的全部大临工程，约2007年2月20日止，共5个月。自副(或主)井具备连续作业条件约2007年2月21日始正式开工至首采区第一个工作面安装完毕，并经联合试运转30天后正式验收移交投产的2010年3月15日止，建设总工期共37个月。（二）按系统工程优化组合后矿井建设的关键工程线(即主要矛盾线)是：主井主副井联络巷（临时车场）副井车场（西段）南部车场（东段）采区回风上山首采工作面运输顺槽及切眼工作面及顺槽设备

12、安装。六、必须说明的问题及建议1、 本施工组织设计是在初步设计初审稿的基础上编制的，初设正式批准后，若工程量及工作量有所变动，应在年度施工计划安排中相应调整。2、本施工组织设计为建设项目的施工组织设计，关键单位工程应依据施工方案和地质条件等编制关键(或重点)单位工程的单项施工组织设计，如井筒冻结段施工组织设计、井筒基岩段施工组织设计和主副井井筒装备等。3、鉴于矿井瓦斯等级尚未确定，本施工组织设计暂按初定的高瓦斯和有煤层突出可能的矿井安排的，瓦斯等级有所变动，应及时组织修改调整。4、建议：（1）鉴于本矿井瓦斯状况，应尽早安排首采区的三维勘探工作；尽早委托有资质的单位，在建井期进行瓦斯采样和制定施

13、工防治措施。（2）尽快安排工广的工程地质勘探工作，以利于矿井设计与施工。（3）尽快安排永久水源的勘探工作。（4）初设矿井为一翼开拓、两个采区，大巷运输一采选用皮带运输，二采选用三吨底卸矿车运输，由此引起了矿井井底车场变成两个车场，系统繁杂，使用不便，尤其矿井北翼合并开拓时，北翼三吨底卸矿车穿过主、副井井底车场至一采的第二车场反向运输，年运重达45万tkm，10年450万tkm，加大矿井运输成本，极不合理，为此建议：矿井南翼大巷全部使用皮带运输，取消三吨底卸矿车的运输方式，可以改第二车场为一采的采区车场。不仅可大量减少工程量，而且运输环节单一化，使用方便。主、副井底车场中，箕斗煤仓上口皮带机头部

14、分，通风上山由垂直走向布置为平行于车场大巷的走向布置，可以减少设计上山过渡平巷工程量，而且有利于车场北端的通风。该段上山也可成为北翼开拓时的皮带上山。（5）建议矿井选用交钥匙工程的承发包方式，以保证矿井建设总体的系统性、连贯性和协调性。 第一章 矿井建设条件第一节 地理位置 XX井田位于安徽省宿州市萧县城北12km，行政区划隶属萧县刘套镇和圣泉乡管辖，地处淮北煤田西北端，东距徐州市约15km，南距淮北市约37km。地理坐标：东径1165514 1165653，北纬341610341909。第二节 交通及自然条件1、交通陇海铁路从XX井田北边界通过，向东直达徐州、南京，向西直达西安。东部有符（符

15、离集）夹（夹河）铁路支线；公路运输有徐（徐州）商（商丘）公路干线穿井田中部，萧县到刘套镇柏油公路纵贯全区。本矿井铁路、公路运输便利（附图121）。 2、自然条件 井田区内地势平坦，总趋势西北高，东南低，在废黄河大堤以北，地面标高为42.0943.32m，南部为34.7436.05m，南北呈明显地面高差，沿大堤陡坡急变为平地。 地貌成因类型简单，北部为废黄河高漫滩，南部为废黄河泛滥冲积平原。 地表水系不发育，仅一条幸福河（又称老戴河）小型季节性河流分布于井田南部，由西向东流经本井田。幸福河属淮河水系，河宽1.52.5m，深2.5m，在井田内经人工修整取直。河流水量受大气降水控制，雨季多水，枯水期

16、少水，甚至干涸。气象及地震烈度 本区气象特点： 冬季干燥，夏季多雨，春季干旱，为南北气候过渡带，属温带半干旱区。据萧县气象站19571991年资料：本区最大冻土深度22.2cm，最大积雪深度为23cm，年平均霜期151.5天，雹灾多出现于6月份。 见表1-1-1、1-1-2。气 温 （） 日 照 表1-2-1最高气温(1972.6.1)最低气温(1969.2.5)年平均(19571991)历年月均最高(7月)历年月均最低(1月)日 照年平均(时)占全年(%)42.2-23.613.831.8-4 2319.852.9 降 雨 量 单位： mm 表1-2-2年平均年最高 (1982年)年最低 (

17、1988年)月平均最 高 (7月)月平均最低 (12月)一日最大降水 (1982.7.22)一日最大连续(1958.6.7)832.081073.30556.8270.514.1374.6366.6 据宿县地区地震局资料，千余年来萧县发生12次地震，均未造成危害，自1970年以来本区未发生3级以上地震。从公元1177年至今对本区有较大影响的邻区地震有：公元1462年8月16日兖州56级地震；1668年7月25日山东莒县郯城间8.5级地震，震中烈度12度，1937年8月1日山东荷泽7级地震，震时徐州受较大影响，1973年安徽临涣发生4.5级地震，震中烈度7度，萧县5度，一类房屋有开裂现象。根据抗

18、震设计规范规定，萧县新建房屋一般按6度设防。水源条件区内第四系松散层水上部水质较好，但受季节影响较大。区东部奥灰浅埋处，水质较好，水量较丰富，单井出水量可达1000m3/d，是比较理想的供水水源。可在区东部设立供水水源地，满足矿区用水。第二章 矿井地质概况第一节 井田境界及地质条件一、井田境界该井田地处淮北煤田西北部。井田范围北起陇海铁路，南至第十二勘探线，东起F2断层，西至煤中31000米等高线。井田南北走向长5.5km，东西倾斜宽1.72.1km，面积约10.5km2。二、地质条件1、 地层井田位于淮北平原北部，除东南侧为淮阴山脉有基岩出露外，井田大部分为第四系所覆盖。地层自上而下依次为：

19、第四系、二叠系上统石千峰组、上石盒子组、下统下石盒子组、山西组、石炭系上统太原组、中统本溪组、奥陶系中统白土组、下统马家沟组。其中第四系与下伏地层呈不整合接触关系，二迭系、石炭系各组呈整合接触，本溪组与下伏奥陶系地层呈假整合接触关系。 （1）第四系（Q） 井田内第四系地层平均厚度101.40m。主要为粘土、砂礓粘土、粉砂，局部是中、粗粒砂，底部偶含灰岩砾石。 （2）石千峰组（P22） 本组为一套陆相碎屑岩系沉积，平均厚度507.70m，仅井田西部钻孔揭露其下部地层，最大揭露厚度371.49m，下部岩层其岩性为暗紫、紫红、灰绿色泥岩及紫灰、灰白色粗粒砂岩；底部为浅灰、灰白色粗粒砂岩。该粗砂岩底界

20、面为其下伏上石盒子组（P21）的分界。 （3）上石盒子组（P21） 地层平均厚度439.77m，属陆相碎屑岩系沉积。岩性为一套杂色粉砂岩、泥岩夹灰绿、浅灰色中粗粒砂岩，灰色粉砂岩、含砾粗砂岩。岩石颗粒上部较细，下部较粗。自上而下大致可分为四个部分。上部以杂色泥岩、灰绿色粉砂岩为主，含少量中粒、细粒砂岩，厚153.94m。中部为灰色粉砂岩、泥岩，夹中、细粒石英砂岩、炭质泥岩及煤线，厚120.5m。下部为杂色粉砂岩、泥岩，具有褐黄色、油黄色斑块，夹灰色粉砂岩及中砂岩，厚104.78m。 底部为中厚层状浅灰、灰色中、粗粒石英砂岩，夹杂色泥岩及灰色粉砂岩，厚度79.00m。砂岩粒度韵 律层理及大型板状

21、交错层理发育，通常分为三层，中、上层局部缺失，底部砂岩往往含有细砾和泥质包体，称为“奎山砂岩”，为上、下石盒子组的分界。（4）下石盒子组（P12）为本井田主要含煤地层，属河流并受潮汐作用影响的浅水三角洲碎屑岩系沉积，厚度平均194.69m。上部以杂色泥岩、粉砂岩为主夹多层砂岩，偶夹薄煤；中部由灰色泥岩、粉砂岩、砂岩及煤层组成，含煤29层，分中3上、中3下、中4三个煤层组，其中，中3下1、中42 煤为井田大部可采煤层。下部为灰色细砂岩、粉砂岩及杂色泥岩和铝质泥岩。铝质泥岩为下石盒子组（P12）与下伏山西组上石盒子组地层（P11）分界。（5）山西组（P11）属湖汐作用为主的三角洲相碎屑岩系沉积，平

22、均厚度119.01m，为本区的主要含煤地层。上部以杂色泥岩、粉砂岩为主，含煤15层，其中B2、C1层煤为本区大部可采煤层。底部为深灰色泥岩。（6）太原组（C3）属海陆过渡相沉积，旋迴结构清晰。岩性主要由灰岩、泥岩、砂岩、粉砂岩及煤层组成，平均厚度153m，含灰岩12层，含煤811层，一灰顶面为本组与上覆山西组（P11）的地层分界。（7）本溪组（C2）平均厚度20.0m，上部为浅灰色灰岩，夹灰绿色泥质条带及团块，含黄铁矿结核。下部为浅灰绿色、灰白色泥岩及紫红色铁质泥岩。（8）奥陶系灰岩（白云组、马家沟组）井田内揭露最大厚度166.9m，主要由灰色、浅灰色石灰岩和白云岩、灰质白云岩组成。2、地质构

23、造XX井田处于孙庄背斜西翼，孙庄背斜轴向方向为北北东，受断层影响，背斜东翼大部分缺失。该井田可视为一单斜构造，地层走向北北东，倾向北西西，倾角1025，井田南部受另一背斜影响倾角变大，可达35。（1）断层井田内断层比较发育，呈现出以走向断层为主，以正断层为主的特点：在断层分布上，井田南北差异较大，北部断层稀少，构造较简单，南部断层较密集；西部（深部）断层较少，而东部F2、F4断层附近断层发育，构造较复杂。井田内共查出断层14条，其中落差大于30m的10条，小于30m的4条；正断层10条，逆断层仅4条。详见所附“主要断层控制情况一览表”表211（2）岩浆岩井田内仅在东部边界附近有一孔（3-2号孔

24、）揭露花岗斑岩，呈岩脉形式侵入到太原组煤附近，二迭系煤系及以上地层未见岩浆侵入。井田西北部局部（3-9号孔附近）煤变质程度稍高，推测其深部可能有岩浆岩存在。邻区也有花岗斑岩侵入煤系地层的资料。本井田岩浆岩活动微弱，对煤层影响不大。井田构造复杂程度中等偏简单，即二类。3、水文地质井田范围内地势平坦，地表水系不发育，且为季节性河流以泄洪为主，枯水期断流。影响矿井开采的充水因素主要有含水层水、断层导水等。（1）含水层水井田内主要含水层有第四系空隙潜水含水层、上石盒子组奎山砂岩裂隙 含水层、下石盒子组煤顶底板砂岩裂隙含水层、山西组B、C组煤层顶底板砂岩裂隙含水层、太原组灰岩岩溶裂隙含水层、奥陶系石灰岩

25、裂隙岩溶含水层等。矿井生产主要充水层为中组煤、B、C组煤可采煤层顶底板砂岩裂隙含水层、太原组灰岩岩溶裂隙含水层、奥陶系石灰岩裂隙含岩溶水层。其中下石盒子组和山西组可采煤层顶底板砂岩裂隙含水层为直接充水层，太原组灰岩岩溶裂隙含水层和奥陶系石灰岩裂隙岩溶含水层为间接充水含水层。下石盒子组中组煤顶底板砂岩裂隙含水层：中组煤顶板以上有13层细纱岩，厚度1020m；中组煤各煤层间普遍存在一层3.0m左右的细、粉砂岩，厚度在1020m左右。本段砂岩总厚度平均25.92m，裂隙含水据邻区资料q=0.000130.00231l/s.m，属弱含水层。在煤层开采中将直接揭露该含水层，煤层开采形成了冒落裂隙带也将波

26、及该含水层对生产产生影响。山西组B、C组煤层顶底板砂岩含水层：B、C组煤层顶底板分布有23层中、细纱岩，总厚度平均37.43m，井田无漏水孔，邻区资料q=0.00023580.001081l/s.m，富水性弱，在煤层开采中该含水层将通过巷道揭露或冒落裂隙带进入矿井，影响生产。太原组发育有十二层石灰岩。浅灰灰色，坚硬、性脆，薄中厚层状，夹泥质条带，其中第三层、第四层灰岩厚度较大，分别平均厚度为3.09m和8.76m，岩溶裂隙发育，为太原组灰岩含水层中主要富水层段，邻区资料水位39.9130.86m， q=0.0001340.9776 l/sm， 富水性弱中等富水。煤层C下距太原组一灰32m，其间

27、赋存粉砂岩和泥岩，据邻区资料抗压强度为57.7mpa，应能起到一定的隔水作用，当开采深度较深，水压足以超过该隔水层强度时，也将造成突水影响生产。奥陶系裂隙岩溶含水层本井田揭露最大厚度176.30m。奥灰白土组以白云岩为主，岩溶裂隙发育较差，下伏马家沟组以中厚灰岩为主，局部夹硅质条带，裂隙岩溶发育，一般具较好的透水性能和储水空间，富水性强。奥陶系石灰岩上距太原组20m左右，在水压较大时开采B、C组煤，在继太原组灰岩突水之后，在水压和断层、裂隙作用下也将造成底板奥灰突水威胁生产。综上所述，本井田可采煤层（中组、B、C组）顶底板砂岩裂隙含水层为直接充水含水层，太原组灰岩和奥陶系灰岩含水层为间接充水含

28、水层。第四系含水层对矿井充水无直接影响，但将影响井筒的施工。（2）隔水层第四系中以细砂、粉砂为主的各含水层之间均存在可塑性的粘土类地层，且该含水层下距可采煤层380m以上，其间岩层以泥质或泥质胶结的细碎屑岩为主，具较好的隔水作用，使第四系含水层不可能对矿井开采构成威胁。奎山砂岩含水层下距中组煤隔水层中3上达140m，其间岩性多为泥岩、粉砂岩等，隔水性能良好，使奎山砂岩含水层不足以影响中组煤的开采。山西组顶部灰棕色泥岩、深灰色粉砂岩、铝土质泥岩等层段，厚度平均为46.42m，具良好的隔水作用，是很好的隔水层段较好的割断了中组煤和B、C组顶底板砂岩含水层的水力联系。山西组C组煤顶底板含水层与下伏太

29、原组第一层石灰岩间距达32m，其间岩性主要为粉砂岩、泥岩，具有一定的隔水作用，正常情况下上下两含水层（段）不会有水力联系。太原组薄层灰岩含水层下距奥陶系灰岩顶面44m，一般也起到一定的隔水作用。（3）断层导水井田内断层较少，仅井田东部较发育。据钻孔揭露断层破碎带多为泥岩、粉砂岩等煤系地层挤压破碎产物，松软易碎，冲洗液消耗，但不漏水，曾对F2断层和B、C层煤混合抽水出水量小，Q=0.00108l/sm，说明两盘均为煤系地层粉砂岩、泥岩等不富水或富水性弱的岩层时断层带不含水，并不能成为导水通道。但断层两盘为砂岩、灰岩等富水性较强的岩层时，可能成为导水通道，揭露时将出现涌水。在矿井生产中由于地下水的

30、疏放，甚至疏干，断层破碎带虽不导水，但岩石松软、强度低，在较大水压作用下被附近含水层冲破其阻隔而形成导水通道也将造成突水。特别是含水层与开采煤层（巷道）在断层两盘对口相接时，更易发生此类突水。（4）水文地质边界条件本井田均为第四系所覆盖，由于第四系下距可采煤层较远，其间泥岩粉砂岩隔水性能较好，故第四系含水层不会对生产造成威胁。对井田内煤层开采构成影响的基岩含水层主要通过基岩风化带及断层对口接触的方式接受奥灰的侧向补给，并顺层向深部运移，深部岩层产状平缓，岩性裂隙发育差，因此径流条件逐渐减弱。其排泄方式主要是供水开采和矿井疏排水。因此井田西部即深部边界为不导水边界。东部边界断层密集，落差较大，已

31、有资料表明C组煤与断层对盘太原组相对接，相邻矿井也有此类突水资料，因此，东部边界应视为导水边界。南北边界均为铁路和勘探线划定人为边界可作为不导水边界处理。（5）井田水文地质类型本井田水文地质类型为二类型，即裂隙充水类水文地质条件简单型。但井田东侧断层发育，在断层影响下存在太原组灰岩和奥灰含水层突水可能性，因此东部水文地质条件偏向中等。（6）涌水量预计根据井田地质报告预计矿井正常涌水量为262.07m3/h，最大涌水量为321.90m3/h。正常情况下一个突水点可增加191.24m3/h。第二节 煤层、煤质及储量一、 煤层区内含煤构造包括上石炭统太原组、下二叠统山西组和下石盒子组，山西组与下石盒

32、子组是本井田内主要含煤地层。下石盒子组平均地层厚度194.69m，含煤29层，煤层总厚4.11m，可采总厚2.12m，含煤系数为2.11%。所含煤层多数未达到可采厚度或赋存不稳定，其中中3下1 、中42 煤层为大部可采煤层，中3上2、中41 为局部可采煤层。 山西组平均地层厚度119.01m，含煤15层，煤层总厚度4.02m，可采总厚度3.63m，含煤系数为3.69%。所含B2、C1煤层全区大部可采。 本井田设计开采煤层为：中3下1 、中42、B2、C1、中3上2、中41 煤层。煤层基本特征见附表221 。二、煤质井田内可采煤层以1/3焦煤为主，并含少量焦煤、瘦煤和气煤。煤质总体特征为低硫、低

33、磷、中富灰、中高发热量、强粘结性的炼焦用煤。三、储量本井田批准的储量计算范围是：北以陇海铁路，南到12勘探线，东至井田边界断层上盘煤层断裂线，西至各煤层-1000米标高。此范围内共获得地质储量4764.1万吨，设计储量3578.5万吨，可采储量2660.6万吨。详见所附“矿井可采储量计算表”，表222。可采煤层特征一览表 表221煤层厚度(m)间距m结构稳定性可采性顶板底板中3上20.181.32-0.596简单局部可采极不稳定局部 可采粉砂岩或中细纱岩泥岩和粉砂岩中3下10.143.32-0.95较简单不稳定大部 开采粉砂岩或泥岩泥岩和粉砂岩中4102.180.58简单极不稳定局部 可采泥岩

34、或粉砂岩泥岩中4203.11-0.96简单不稳定大部 开采泥岩泥岩和粉砂岩95B204.362.02简单较稳定大部 开采中砂岩或泥岩炭质泥岩或泥岩19C103.23-1.29简单较稳定大部 开采中细纱岩或泥岩粉细互层或泥岩第三节 井筒检查钻资料一、主井检查孔XX矿主井设计净直径5.0m，设计坐标为：X=3798350，Y=39493778。地面标高约为42m。主井检查孔设计的孔口坐标为：X：3798361.00，Y：39493788.50，设计终孔深度987.39m。钻孔开工后复测孔口坐标为X：3798361.763，Y：39493787.929，Z：42.75m。钻孔终孔深度为993.77m

35、，终孔层位为五灰底板。1、地质（一）地层钻孔揭露地层自上而下依次为第四系、二叠系、石炭系地层。第四系（Q）：为冲积相松散沉积物，总厚度为127.45。以灰黄色、棕黄色、褐黄色为主，粘粘土、粉质粘土系砂层相间沉积，局部含铁猛质结核即钙质团块，粘土层很湿湿，可塑硬塑，具有一定的吸水膨胀性。砂层以细砂为主，局部为粉砂，矿物成份以石英为主，长石次之，砂层岩芯取上后略松散，透水性好，富水性中等。二叠系上统上石盒子组（P21）顶界面为第四系底，底界面为奎山砂岩底，钻孔揭露本组底深为612.50，厚度为485.05。该组上段以浅灰绿色为主的泥岩、砂岩，下段以浅灰色，灰色，灰白色为主的泥岩、砂岩，局部裂隙发育

36、段被脉方解石脉充填，岩芯采取率及岩石完整度较好。二叠系下统下石盒子组（P12）中4煤层底部的铝质泥岩为本组地层底界面。钻孔揭露本组地层底深为821.33，厚度为208.83。本组地层上段以浅灰绿色泥岩、砂岩为主，下段以浅灰色泥岩、砂岩为主，并含中3、中4煤组，其中中3煤组含煤3层，中4煤组1层，均为不稳定煤层。钻孔揭露的中33煤层和中4煤层均为可采煤层，其揭露厚度分别为1.24和2.10。本组揭露的砂岩岩芯完整，局部见方解石薄膜充填斜交裂隙，张性裂隙。二叠系下统山西组（P11）本组地层底界面为一灰顶板，钻孔揭露本组地层底深934.76，揭露地层厚度为113.43。本组地层岩性以浅灰色泥岩、细砂

37、岩为主，夹粉砂层数层，含煤2层，即B2、C1煤层，均为全区最稳定的煤层，钻孔揭露B2煤层厚度分别为3.46和0.66。地层局部见黄铁矿及椭圆状菱铁矿结核。钻孔揭露砂岩岩芯完整，局部见方解石充填斜交裂隙。石炭系上统太原组（C3t）钻孔揭露至五灰底板，本组地层揭露不完整。钻孔揭露厚度59.01，底深为993.77。地层岩性以灰色、深灰色的泥岩、石灰岩为主，其中灰岩五层，一、四灰是本区的主要标志层。（2）构造钻孔揭露的地层的倾角一般在1721,未发现断层褶曲等构造。2、水文地质（1）含水层、隔水层第四系（Q）：钻孔揭露第四系地层厚度127.60m，其含水层由粉砂、中细砂层组成。砂层18层，总厚度49

38、.44 m。其中单层厚度大于3m的有6层，厚度33.14m。砂层的粘粒含量重量比2.716.0%，平均8.76%。砂层垂直渗透系数2.14E-073.77E-06,平均2.50E-06。第四系隔水层由粘土、粉质粘土组成。粘土层22层，厚78.01m，其中单层厚度大于5m有5层，厚33.54m，粘土层塑性指数IP13.024.2，平均19.8；液性指数-0.360.75，平均0.26，属可塑的粘土及粉质粘土。二叠系上统上石盒子组（P21）：本组含水层系砂岩、中细砂岩裂隙含水层，砂岩局部发育少量裂隙，方解石充填，钻进过程中未见冲洗液大量消耗和漏水现象，为极弱含水层。隔水层由粉砂岩和泥岩组成。二叠系

39、下统下石盒子组（P12）：本组地层中的含水层砂岩裂隙含水层。砂岩局部发育裂隙，裂隙有的为方解石脉。钻孔穿过含水层未见漏水和冲洗液有大的消耗现象。含水层为极弱含水层。隔水层由粉砂岩和泥岩组成。二叠系下统山西组（P11）：本组地层含水层为砂岩裂隙含水层，砂岩局部发育极少量裂隙，方解石充填裂隙，含水层在钻进过程中未见漏水和冲洗液有大的消耗现象。含水层为极弱含水层。石炭系上统太原组（C3t）：本组本组地层含水层为砂岩、石灰岩裂隙含水层。局部发育极少量裂隙，方解石充填裂隙，未见漏水和冲洗液有大的消耗，为极弱含水层。综上所述，钻孔揭露的各基岩含水层均为极弱含水层。一般认为，在井田内若分布由稳定的、厚度大于

40、5m的弱隔水层即可有效阻挡地表水，大气降水的下渗。钻孔揭露情况看，第四系底部为厚度0.89m的粘土赋存，因此可以有效阻隔第四系下部含水层与基岩含水层的水力联系。钻孔揭露基岩风化带以砂岩泥岩为主，砂岩裂隙不发育，风化带以下为厚度达6m的泥岩。隔水性能较好，因此基岩含水层从露头部分通过风化带取得补给水源的能力是比较差的。（2）井筒涌水量预测 主井筒检查孔呈对第四系松散层水进行了流速流向测量。流速较大的层段有四段：深度75m处中砂岩层段，流速0.47m/s；深度84m处细纱岩层段，流速0.58 m/s；其它以粘土或砂质粘土为主的层段，流速较小。流向为2250（磁）。钻孔揭露第四系底部有0.89m厚的

41、粘土层赋存，可以有效阻隔第四系松散层段才有冻结法施工，因此第四系松散层不参与涌水量预计。检查孔对基岩风化带进行了一次降深的抽水试验，根据试验获取的参数，对该段风化带进行井筒涌水量预计：K0.00878m/d， R=68.70，含水层厚度5.8m，计算涌水量Q=0.458 m3/h。考虑该层段裂隙发育不均匀，以竖直向裂隙为主，连通性差等因素，计算结果受一定限制，因此按此数据的3倍预计涌水量，即Q1.404 m3/h。根据对基岩段一次降深混合抽水试验获取的水文地质参数计算该层段井筒涌水量：K0.007484m/d， R=52.59，含水层厚度M17.85m，计算结果Q=12.064 m3/h。根据

42、基岩段和风化带两个层段计算结果，井筒涌水量预计为：Q=12.0641.40413.468 m3/h。井筒水文地质类型为简单类型。3、瓦斯地质主井检查孔共取瓦斯样3个，其中B2煤层、中3煤层、中4煤层各一个。经化验测试，中3、中4、B2煤层的瓦斯气体中甲烷含量为49、95.74、76.02；各煤层中甲烷含量为1.57 m3/t、8.23 m3/t 、2.37m3/t。钻孔所见煤层原生结构已破坏，呈粉末状、糜棱煤特征，应结合河南理工大学的有关测试结果及有关专家论证意见在井筒和井下施工中重视瓦斯防治工作。4、地温测量钻孔达到终孔层位后进行了井温测定，测得最高地温为38.3（992m处）。5、工程地质

43、及其它工程地质：第四系：第四系土矿物成分主要为高岭土石、蒙脱石、部分或少量伊利石、伊蒙混层等。非粘土矿物组成部分主要是石英、方解石、少量长石、白云石、菱铁矿、黄铁矿等。第四系粘土层为二类膨胀土。3,平均2.00g/cm3；孔隙比0.373-0.993,平均0.673;膨胀率0.30-10.20%,平均2.54%。随着埋藏深度的增加，固结程度有增高的趋势。岩石样测试：基岩风化带的粘土岩遇水易碎，其含水率 2.66-2.82%，平均2.72%，普氏硬度系数 1.43。新鲜基岩中泥岩、粘土岩的视密度较大，抗压（拉）强度低，而中、细砂岩的抗压强度大，中砂岩的最大抗压强度达到 129.3MPa ，细砂岩

44、的最大抗压强度达153.4MPa ,但差异性较大。 二、副井检查孔XX矿井副井设计净直径6.0m，井筒设计坐标为：X=3798333.367，Y=39493856.252。设计副井检查孔孔口坐标为：X3798338.50，Y39493869.50，设计终孔深度961.82m。钻孔开工后，实际复测坐标为：X3798338.432，Y39493869.395，Z42.774m。钻孔终孔深度为966.00m。1、地质（1）地层：钻孔揭露的地层自上而下依次为第四系、二叠系上统上石盒子组、二叠系下统下石盒子组和山西组、石炭系上统太原组地层。第四系（Q）：总厚度117.21m，为未固结或半固结的灰黄色、棕

45、黄色粘土、砂质粘土夹较厚的砂3层。粘土层很湿湿，可塑硬塑，具有一定的吸水膨胀性，砂层松散密实，分选中等至差，多数含砾石。二叠系上统上石盒子组（P21）：钻孔揭露深度至583.90m，全组厚度466.69m。本组地层以粘土岩、泥岩、粉砂岩为主夹数层砂岩。顶部为基岩风化带，主要岩性为泥岩，灰黄色，硬度小，钻探确定的风化带底界为138.24m。底部的奎山砂岩底为与下石盒子组的分界面。奎山砂岩段岩芯完整，裂隙不发育，分为两段，其间赋存有厚度7.40m的粉砂岩。本组地层在深度216.00m和251.00m处的砂岩中裂隙较发育，泥浆消耗量稍大（最大达到0.3m3/h）。二叠系下统下石盒子组（P12）：钻孔

46、揭露本组深度至789.09m，厚度195.19m。地层以泥岩、粉砂岩为主，夹砂岩数层，岩芯完整，裂隙发育较差。本组地层中3煤组含煤34层，中4煤组含煤12层，均为不稳定煤层。中4煤层底部的铝质泥岩底为本组与下伏山西组的分界。二叠系下统山西组（P11）：钻孔揭露本组深度至915.25m,厚度126.16m。岩性以粉砂岩、泥岩为主，夹砂岩数层，含煤2层即B2、C1煤层，钻孔揭露的厚度分别为1.93m和1.05m。为较稳定煤层，全区大部分可采。本组地层底界面为一灰顶板。石炭系上统太原组（C3t）：本组地层揭露不完整,仅至五灰底板,揭露厚度50.75m。本组地层岩性以泥岩和石灰岩为主,夹少量砂岩,灰岩

47、五层, 四灰厚度较大为10.65m，局部裂隙发育。（2）构造：钻孔揭露地层倾角一般在21230，未发现大的断层、褶曲。2、水文地质副井检查孔在钻进过程中进行了简易水文观测，对基岩风化带和基岩分别进行了抽水试验，抽水试验后并进行了流量测井工作，还对检查孔的松散层水进行了流速流向测量。（1）第四系松散层：根据对副井检查孔松散层水流速流向测定结果，流速较大的共两段，一为深度84m的细纱层段，其流速为0.53m/h，一为深度103.0m的细砂、砾石层段，其流速为0.62m/h。其它以粘土或砂质粘土为主的层段流速较小。松散层水的流向为225o(磁)。（2）基岩风化带:通过钻孔超声成像测井确定，强风化带发

48、育深度为117.25122.20m，弱风化带发育深度122.2136.00m，风化带总厚度18.75m。通过对基岩风化带进行的抽水试验，获得了如下水文地质参数K0.00494m/d，R=27.12m，q=0.0014l/s.m。预计井筒穿过该风化带时涌水量为3.635m3/h。（3）基岩：通过对检查孔基岩进行的抽水试验和流量测井工作，确定了各含水层有关水文地质参数并对井筒涌水量进行了分层计算，本孔基岩段共有四个含水层： M1：深度范围208.9211.0m,厚度2.1m，为上石盒子组砂岩，K=1.27242m/d，R136.43m，计算涌水量为37.55m3/h。M2：深度范围247.3024

49、9.00m,厚度1.70m，为上石盒子组砂岩，K=1.0922m/d，R126.47m，计算涌水量为31.84m3/h。M3：深度范围547.50561.20m,厚度13.17m，为上石盒子组奎山砂岩上段，K=0.01928m/d，R16.91m，计算涌水量为24.38m3/h。M4：深度范围941.90947.20m,四灰，厚度5.30m，为上石盒子组砂岩，K=0.4227m/d，R78.70m，计算涌水量为177.07m3/h。此外，煤系地层中4煤层底板砂岩，C1煤层底板砂岩以及石炭系太原组一至三灰等层位，流量测井资料表明含水微弱。另外对基岩含水层分层涌水量也进行了计算，计算结果为：532

50、.84 m3/h。根据设计，副井井底在三灰以上未揭露四灰，因此副井井筒揭露的主要是上石盒子组各含水层。在去掉冻结法施工的基岩风化带涌水和四灰含水层涌水后，预计副井井筒的正常涌水量为：37.5531.8424.3893.77 m3/h。井筒水文地质类型为较复杂类型。3、瓦斯地质副井检查孔对煤层共取 六个瓦斯样进行化验测试。中3下煤层的瓦斯气体中甲烷含量为95.9%，煤层中甲烷含量为12.16 m3/t；中4煤层的瓦斯气体中甲烷含量为86.75%，煤层中甲烷含量为10.87m3/t，B2煤层的甲烷含量分别为5.25、9.35、9.08m3/t；C1煤层甲烷含量为16.22m3/t。受集团公司委托河

51、南理工大学还对钻孔中所见煤层的瓦斯压力进行了测试。钻孔所见中3下、C1煤层的甲烷含量都超过10 m3/t，B2煤层的甲烷含量也接近10 m3/t，瓦斯含量高，煤层的原生结构已破坏，呈粉末状、糜棱煤特征。结合河南理工大学的测试结果及专家论证，井筒及井下巷道接近穿过煤层时应按高瓦斯。有瓦斯突出危险的标准做好预防和治理工作。4、其它成果（1）土工试验：第四系松散粘土层含水率11.732.8%，平均22.56%；密度1.732.16g/cm3，平均1.98 g/cm3；孔隙比0.4121.007，平均0.6955；膨胀率0.4513.95%，平均3.85%。随着埋藏深度的增加，固结程度有增高的趋势。（

52、2） 岩样测试：基岩风化带的粘土岩遇水易碎，含水率3.566.1%，平均4.57%，普氏硬度系数0.472.34，平均1.11。新鲜基岩中泥岩、粘土岩的视密度较大，抗压（拉）强度低，中、细砂岩的抗压强度大，中砂岩的最大抗压强度达到125.3MPa，细砂岩的最大抗压强度达142.7MPa。灰岩的抗压强度总体较大，最大者为143.2MPa。（3）地温测量：副井检查孔于 960m处测得最高地温为35.7，860m处为32.7。基岩中地温梯度1.38/100m，属地温正常区。三、风井检查孔XX矿风井设计净直径5.0m，井筒设计坐标为：X=3798225，Y=39494360；风井检查孔设计孔口坐标为：

53、X798239.672，Y39494363.119，设计终孔深度723.80m。钻孔开工后复测孔口坐标为：X3798239.677，Y39494363.450，Z42.497m。钻孔终孔深度为741.88m。设计终孔层位C1煤层底板，实际终孔层位C1煤层底板。1、地质（1）地层：本孔揭露的地层自上而下依次为第四系、二叠系、石炭系地层。第四系（Q）：地层总厚度118.50m，为未固结或半固结的灰黄色、棕黄色粘土、砂质粘土夹较厚的砂3层，粘土层很湿湿，可塑硬塑，具有一定的吸水膨胀性，砂层松散密实，分选中等至差，多数含砾石。与下伏二迭系地层呈不整合关系。2、二叠系上统上石盒子组（P21）：地层总厚度

54、338.10m，底界面为奎山砂岩底，钻孔揭露深度至456.60m。本组地层顶部为基岩风化带，岩性泥岩为主，灰黄色，硬度小，风化带底界钻探确定为134.34m。风化带以下地层以粘土岩、泥岩、粉砂岩为主，夹数层砂岩，底部为奎山砂岩。奎山砂岩分两段，上段厚7.8m，下段厚15.70m，中夹粉砂岩厚13.25m。 二叠系下统下石盒子组（P12）：钻孔揭露本组地层厚194.40m，底界面为铝质泥岩底，揭露底界面深651.00m。本组岩层以泥岩、粉砂岩为主，夹砂岩数层，含中3、中4煤组，均为不稳定煤层，厚度变化大。中33煤层最厚为1.32m，中4煤层的最大厚度为1.82m。二叠系下统山西组(P21)：本组

55、地层底界面为一灰顶板。钻孔揭露厚度厚度90.88m。岩性以粉砂岩、泥岩为主，夹砂岩数层，含煤2层即B2、C1煤层，为较稳定煤层，钻孔揭露厚度分别为2.16m和1.86m。（2）构造：钻孔揭露地层倾角1621O，未发现较大断层和褶曲。2、水文地质风井检查孔在施工过程中对钻孔行了简易水文观测，对基岩风化带和基岩分别进行了抽水试验，对松散层水进行了流速流向测定，对基岩进行了超声成像测井和流量测井。（1）第四系松散层水流速流向测定：深度72.0m的细纱层段，流速为0.52m/h；深度100.0m的砂和砾石层段，其流速为0.68m/h。流向为225o(磁)。（2）基岩风化带:通过钻孔超声成像测井确定基岩

56、风化带为118.50126.00m，厚度7.50m。在对该风化带进行抽水试验时，无论是抽水试验前的试抽水还是注水后的抽水试验，2小时内即不再上水，且水位恢复非常缓慢，说明该层段涌水量很小，甚至无水，但为安全起见仍参考副井涌水量作好防治水工作。（3）基岩段：由于基岩在钻进中没有发现明显漏水，因此对基岩段未进行分层抽水，而是进行了混合三降程抽水试验。抽水前钻孔稳定水位埋深20.50m，平均单位涌水量q0.04999l/s.m，本孔含水量应为富水性弱的含水层，通过流量测井确定本孔有四个含水层： M1：深度范围293.20302.70m,厚度9.50m，为上石盒子组砂岩段，涌水量为0.74l/s。M2

57、：深度范围480.00490.00m,厚度10.00m，为上石盒子组砂岩段，涌水量为0.511 l/s。M3：深度范围645.10650.90m,厚度5.80m，为石盒子组砂岩段，涌水量为0.09 l/s。M4：深度范围720.85727.65m,四灰，厚度6.8m，为C1煤层顶板，涌水量为0.187 l/s。（4）井筒涌水量预计采用全孔混合抽水试验取得的水文地质参数和流量测井取得的各含水层分层厚度，分别预计井筒涌水量：M1含水层： K=0.2810m/d，R225.68m，M9.5m，预计井筒涌水量为46.60m3/h。M2含水层：K=0.1791m/d，R180.23m，M10.0m，预计

58、井筒涌水量为54.52m3/h。M3含水层：K=0.04994m/d，R95.22m，M5.8m，预计井筒涌水量为14.00m3/h。风井井底设计标高650m，井底将只揭露M1、M2、M3三个含水层，除去冻结法施工的基岩风化带以浅地层外，中3、中4、B2煤层顶板含水层微弱，井筒涌水量预计为：115.12 m3/h。井筒地质类型为较复杂类型。3、瓦斯地质：全孔取瓦斯样4个，现场2小时解析出的瓦斯气体均较少，最多一个B2煤层瓦斯样为120ml。经室内分析测试，气体中以氮气和甲烷为主，B2煤层中甲烷含量最多的为3.46m3/t，其余属贫甲烷煤层。从煤体结构看，原生结构已破坏，呈粉末状，糜棱煤特征，在

59、施工中应结合河南理工大学的测试结果和专家论证意见作好瓦斯防治工作。4、简易地温测量钻孔达到终孔层位后，进行了井温测量，于735m处测得最高地温33.3，700m处地温为32.1；基岩地层中地温梯度为1.56/100m，属地温正常区。5、其它成果（1）土工试验：第四系松散粘土层含水率14.435.0%，一般为18.030.4%；密度1.822.08g/cm3；孔隙比0.5121.036；膨胀率0.5819.05%，一般1.054.30%。随着埋藏深度的增加，固结程度有增高的趋势。（2）岩样测试基岩风化带的粘土岩遇水易碎，其含水率3.566.1%，平均4.57%，普氏硬度系数0.472.34，平均

60、1.11。新鲜基岩中泥岩、粘土岩的视密度较大，抗压（拉）强度低，而中、细砂岩的抗压强度大，中砂岩的最大抗压强度达到125.3MPa，细砂岩的最大抗压强度达142.7Mpa。第三章 矿井设计简况第一节 井型、工作制度及服务年限一、井型矿井设计产煤能力为45万吨/年。二、工作制度设计年工作制度为330天，每天三班作业，边采边准，每天净提升时间为16小时。三、服务年限煤炭工业设计规范规定储量备用系数宜采用1.31.5。设计根据XX井田北部相对比较简单，东南部断层密集，东部边界断层F2、F4均为断层组，构造较复杂，矿井总体构造复杂程度中等的特点，储量备用系数取1.4，计算矿井服务年限为42.2年。第二

61、节 矿井开拓与开采一、矿井开拓根据XX井田表土层较厚、煤层赋存较深的特点，设计采用立井单水平分区集中大巷开拓，布置三个井筒即主井、副井和风井。二、矿井开采根据矿井煤层赋存条件、生产能力等情况，矿井设计为走向长壁后退式采煤方法，采用综采工艺。第三节 井 筒根据矿井煤层赋存条件、生产能力、提升容器、通风条件及施工方法，设计三个井筒即主井、副井和风井。井筒用途及装备1、主井：井筒净直径5米，装备一对9T箕斗，表土段采用冻结施工，布置见图331。2、副井井筒净断面6米，装备一对1t双层四车罐笼，按装梯子间，一趟压风管，一趟消防水管，三趟排水管，两趟制冷管和动力电缆、通信电缆等见图332。表土段采用冻结

62、法施工。3、风井井筒净直径5米，装备梯子间，按装抽采瓦斯管一趟（见图333）。井筒特征见表333。第四节 车场及大巷一、车场副井采用卧式车场。主井卸载采用梭式车场，结合首采区运煤位置选在首采区下部车场。这种布置可满足首采区采用皮带运输，其它采区采用3吨底卸式矿车运煤和1吨固定式矿车辅助运输的要求。二、大巷 因矿井为单翼开采，矿井仅设南大巷，650m水平设650m南回风大巷，850m水平设850m南轨道运输大巷。两大巷布置在B2和C1煤层间的石英砂岩中，便于维护。第五节 矿井各系统及主要机电设备一、主井提升系统及设备主井井口标高+45.1m，井底装载水平-806m，井口卸载标高+59.4m，井筒

63、直径5m，装备一对9t多绳箕斗，钢罐道。选用JKMD-3.54（Z）落地式多绳摩擦提升机一台，配ZKTD型1400KW，56r/min低速直流直联电动机。最大提升速度13m/s，详见提升系统图（图3-5-1）。二、副井提升系统及设备副井井口标高+45.1m，井底轨面标高-850m，井筒直径6m，装备一对一吨双层四车多绳罐笼（一宽一窄）。选用JKMD-44（Z）型落地式摩擦提升机，配ZKTD250/56型1400KW，42r/min低速直流电动机，最大提升速度8.8m/s。详见副井提升系统图（图3-5-2）。三、通风设备本矿井通风方式为中央分列式，主副井进风，立风井回风，风井直径5m，矿井风量1

64、56.53m3/s，矿井负压：前期2472Pa，后期2914Pa，选用BDK-8-28型防爆对旋轴流式通风机2台，各配防爆电动机2400KW，740r/min，10KV。四、排水设备在-850m水平设中央泵房，矿井涌水由水泵直接排至地面水池，排水管路沿副立井敷设到地面。井口标高+45.1m，井底水平标高-850m。矿井正常涌水量262.07m3/n，最大涌水量321.9 m3/n，排水设备还必须满足一个突水点增加的191.24 m3/n的涌水量。选用PJ200B11型水泵3台，配YB800M-4型2000KW，10KV防爆电动机，设2趟325mm排水管路。正常涌水，最大涌水均1泵1管运行，抗突

65、水时，2泵2管运行，考虑后期矿井涌水量增大的可能性，预留了2台泵的位置和一趟管路位置，考虑到生产期间副井敷设管路困难，设计将预留管路一次安装完毕。五、压缩空气设备矿井采用地面集中供风方式，矿井总用风量：投产初期80.8 m3/min，后期99.71 m3/min。选用4台SA-250W型空气压缩机，单台排气量40.5 m3/min，压力0.85Mpa，配250KW10KV电动机，3台工作1台备用。主管路2457mm，沿副立井敷设。六、供电系统及设备矿井设备安装总容量20778KW，有功功率8610KW，补偿后无功功率2840Kvar，视在功率9066KVA。采用35KV电源，在工业广场南侧建3

66、5KV变电所一座，双回路35KV电源线路引自红庙变电站不同母线段，架空导线截面均为LGJ-185，（其中圣泉至矿井段为LGJ-240）。变电所采用室内布置方式，选用2台SF9-12500/35，35/10.5KV，12500KVA主变压器，1台工作1台备用，当一台故障时，另一台能满足矿井全部负荷用电。矿井高压负荷采用10KV供电，其中主井提升机、副井提升机、通风机均为双回路供电，工业场地北区建有10/0.4KV变电所一座。电压等级：矿井高压供电电压10KV，地面低压设备380V，井下低压设备660V，1140V（采掘工作面主要设备），照明电压127V。在井底车场设井下中央变电所一座，供井下全部

67、用电负荷，两回下井电缆沿副立井敷设，选用MYJV42-10KV-3240mm2，交联聚氯乙稀绝缘聚氯乙稀护套粗钢丝铠装电力电缆。高压真空开关柜，动力变压器，低压开关柜均采用矿用隔爆型。在生产采区设采压变电所一座。七、大巷运输设备矿井采用集中大巷运输方式，选用XK12-6/192-KBT防爆电机车牵引MD3.3-6底卸式矿车运送煤炭，电机车7台，矿车109辆，在首采区车场设卸载站。投产采区选用B=1000mm钢绳芯强力胶带输送机，直接进入-850m井底煤仓。机长497m，电机功率160KW。矸石运输采用MGC1.1-6B矿车共155辆，同时配平板车22辆，材料车22辆和平巷人车15辆，满足设备、

68、材料和人员运输。八、采掘机械设备和采区运输采用综合机械化采煤工艺，采煤机选用无链牵引大功率采煤机MG250/581-MD型，配套工作面运输机、桥式转载机和顺槽胶带机等。支护方式采用ZY5600/16/38型掩护式液压支架。全矿井配备综合机械化掘进队2个，采用EBZ-160TW综合掘进机及配套的双向可伸缩胶带机、单体锚杆机等。配备炮掘队2个，采用ZY24型合腿式凿岩机配套潮式喷浆机、装岩机、混凝土搅拌机等。采区上、下山运输采用胶带机运送煤炭。材料设备运输、上山采用绞车轨道运输方式，顺槽由无极绳牵引至工作面上端头。九、地面生产系统原煤由箕斗提至井口卸载点，由曲轨打开卸载闸门卸入井口受煤仓。仓上设有

69、筛孔为50mm的铁蓖子，大于300mm的大块煤由人工砸碎入仓，受煤仓下设有一台小时能力500t的钢绳芯带式给煤机，原煤转至转载胶带机（B=1000mm，L=116.8m）运至选煤厂。副井罐笼单一水平出车，双层提矸、提人，采用沉罐换层方式，井口井底均设有操车设备。井下矸石由副井提至地面，经翻车机卸入B=1000mm矸石带式输送机上，筛分车间矸石、选煤厂洗矸，经带式输送机转入矸石带式输送机上，一并运至临时矸石山。临时矸石山设3.4m3三面翻矸车、卸矸架、装载闸门及绞车等设备，矸石排入临时矸石山后用于塌陷充填、选地还田等。第六节 矿井辅助生产系统一、地面辅助设施工业场地内设有矿井修理车间和综采设备周

70、转库，并配备必要的加工、试验设备，厂房建筑总面积1300m2，坑木加工房，厂房面积220 m2。二、控制和自动化1、-850大巷轨道运输安全监控制采用KJ15A型井下电机车信集、闭监控系统。2、主井生产环节多，设备多，设计采用可编程序控制器，有集中程序控制与就地解锁单机就地控制两种控制方式。3、主井装卸载自动化、副井操车设备控制均采用可编程序控制器与现场各类传感器配合，实现自动化控制，各系统均有程控和手动两种方式。4、给排水设置自动就地手动两种控制方式，锅炉房采用集中控制。5、矿井安全集中监测系统，采用KJ-2000型成套产品，系统设有7个分站，对瓦斯、粉尘、风速、风门、负压、温度等环境参数及

71、矿井主要采掘设备，主要提升、通风、排水、压风等设备的运行工况进行连续监测。三、计算机管理系统设计配置P4-2.8G微机4台，构成数据库系统，通过接口与矿井主要各生产系统的控制联网。各职能部门配置P4-2.4G微机组成子系统，通过接口与数据库联网，构成计算机管理系统。四、矿井通讯设计选用C8C-08-9型数字程控调度机，最大容量1000线，可设置行政电话，调度电话分区，支持双调度台分别调度井下及电力系统。井下还设置KDLT型矿井漏泄通讯系统一套，总站设井下调度站。第七节 工业广场布置矿井工业广场地位于废黄河高漫滩，场内地势平坦地面平均标高+43.0m左右，工广东面长528.0m南北宽310.0m

72、，占地16.4 ha。一、工广设计分三个区即场前区、生产及辅助生产区、煤炭加工储运区，工广东侧距离200m处为风井区。1、 场前区：位于工广的东侧布置。有指挥管理中心及生活福利设施，如：矿井办公楼、食堂会议室、单身宿舍等。矿山救护队在本区的北部，本区的南大门为矿井的主要人流出入口。2、生产及辅助生产区：位于工广的中部。以主副井口为主线布置相关的建筑物及设施，如井口房、提升机房环行道，及综采车间、修理车间、制冷机房、压风机房、降压站、器材库和大宗材料堆等。3、煤炭加工储运区：本区在工广的西部。布置有原煤系统、矸石系统和洗选厂，对煤炭加工储存外运。主要建筑有准备车间、原煤仓、产品仓、矸石仓、走廊、

73、煤泥处理、矿井水处理、生产水池、锅炉房等，本区另设南大门以物流为主。由于未提出洗选厂初步设计，本次施工组织设计未予安排。风井位于工广以东200m、占地0.945ha、内设有风道、机房、扩散塔及瓦斯抽放设施。二、工广竖向设计与场地排水 工广地势较高呈西北高东南低地势，地形比较平坦，自然标高约43.0m左右，区内多年未见洪水积水，百年一遇最高洪水位为44.2m，据此，井口及重要建筑物室内地坪为45.1m，工广采取平坡及台阶式设计，场前区、生产区、煤炭加工储运区，设计地面标高分别为44.0m, 44.9m ,43.5m。工广以填方为主设计利用建井期矸石填筑。风井口及地面主要建筑物地面标高为45.1m

74、。三、场区排水防洪排涝 厂区排水主要有，经处理后的生活污水，经利用后剩余的矿井水及雨水等，厂区内按地面设计坡度3、汇集于道路边沟，而后集中于南侧出口沿公路道边沟排出。由于场区地势高因此有利于排水，防洪排涝。四、场内运输道路及窄轨 厂内道路自工广南侧两个出入口进入场内，干道宽度12.0m，其余按用途位置取路面宽度为7.0m,4.0m不等，混凝土路面沙石垫层，专用场地做法相同。窄轨铁路以副井为主，解决上下材料、设备。围绕相关的车间、场地敷设，轨距600mm，轨型22kg/m。五、综合管线布置工广内管线较多，如给排水管道、热力空调管道以及各种线路等，以上管线应按总体布置协调有序，符合规范满足生产生活

75、维修的要求，敷设方式采取直埋或地沟方式。第八节 行政福利设施 行政福利设施主要位于场前区，有六层矿井办公楼4200m2、任务交待室3060m2、汽车库700m2、浴室和更衣室2040m2、灯房自救器等室，食堂、会议室、公厕门卫等，总建筑面积13579m2，三栋单身楼16080m2，本区北部设有矿山救护队基地。矿井在工业场地仅设三栋单身宿舍（预留一栋位置）附近不设居住区。第九节 环保及卫生一、污水处理及利用1、矿井排水：本矿井水属无机无毒污染较轻的生产废水，经水处理站处理后可作为井下和地面生产用水。2、工业场地生产、生活污水：经水处理后排入场外排水系统。处理后的污泥消毒后由真空吸泥车运走。二、空

76、气污染防治1、粉尘防治：利用喷雾洒水和机械通风除尘相结合的措施，减少煤尘外逸。配备洒水车减少路面扬尘，并利用绿化带隔离吸滞粉尘。2、锅炉烟气污染治理：采用水膜除尘脱硫装置，除尘效率98，脱硫效率80。处理后的污染物排放量及浓度，均可低于国家规定标准。三、煤矸石处理及综合利用1、用于充填塌陷区；2、用于修复需要保护的沟渠堤坝、道路路基；3用于烧制矸石砖。四、噪声污染防治1、对主要噪声源（通风机房、绞车房），从平面布置上合理布局，采用低噪声设备和工艺，从声源上降低噪声。2、主副井绞车房内采用隔声控制室。3、通风机房，在出风道设置组合式消声装置。4、原煤生产系统，对较大设备采用隔声屏和墙面吸声结构，

77、控制噪声。第十节 矿井设计工程量、投资及主要技术经济指标1、设计规模：0.45Mt/a2、服务年限：42.2年3、矿井设计巷道工程量井巷长度：13010m万吨掘进率：289m4、工业场地建设总面积：314505、矿井占地总面积：20.875 ha其中：工业场地（含风井工业场地）17.625 ha场外道路3.25 ha6、机电设备安装：102项、608台套7、矿井在籍人数：749人8、矿井全员效率：2.85t/工 9、矿井设计投资 43778.18万元。 第四章 施工方法 第一节 矿井施工总方案一、历史的成功经验是：当矿井采用中央分立式开发时，缩短矿井总工期最有效的最佳方案是主、副井与风井对头开

78、拓，一般可缩短总工期一年以上。结合本矿设计的中央分立式的具体情况，本施工组织设计采用主、副井原则上同步开工，风井滞后不超过二个月，主、副井到底后，负责多头平行施工井底车场及硐室，井底车场-850水平运输大巷及采区下部车场及采区上山工程。风井到底后，负责多头施工，矿井-650总回风巷道和首采区上部车场及首采投产工作面。两分部在回风上山贯通。二、历史的经验：主、副井及交替相关工程，即井筒、井底贯通、主副井装备的交替施工占矿井建设总工期的40%50%。因此，井筒施工速度的快慢成为决定矿井总工期的第一关键工程。因此，选择井筒最佳的施工方案又成为第一要素。1、本施工组织设计的井筒工程除表土段选用有利于快

79、速施工的冻结方案外，采用综合大型综合机械化作业线，即大绞车、大吊桶、大下料罐、六臂伞钻、0.40.6大型抓岩机作业线，基岩段采用深孔爆破，大段高（3.54.28m/段）短段掘砌的作业方案。2、影响井筒施工速度和质量的另一关键因素是井筒涌水。本施工组织设计在原则上选用干打井，打干井的施工方案，具体是对基岩段穿过的岩层中含水的粗、中、细砂岩层进行分析，在此基础上选用工作面深孔（80m）探水，遇水量10m3/h时采用预注浆堵水或加固岩体的方案，同时准备截、疏、集、排的综合治理。3、鉴于本矿井是高瓦斯并有突出可能的矿井，井筒穿过的煤层，特别是B2煤层距有突出症结的y4勘探孔较近，因此，探、放、抽、排瓦

80、斯成为影响工程安全与速度的关键。因此本施工组织设计安排在中组及B2、C1两组煤均进行多煤层探放瓦斯的方案。4、井下巷道工程采用多头平行作业方案，矿建、土建、安装能平行的平行作业方案，不能平行作业交叉作业方案。上述施工方案将在各单位工程中详叙。第二节 主、副、风井施工方案依主、副、风井的施工图设计与三个井筒检查钻资料，三个井筒的施工方案为：一、第四系表土层及基岩风化带采用效率高、速度快的冻结法，三个井筒的冻结深度均为165m。冻土采用机械化挖掘，短段施工钢筋混凝土外井壁的成功经验。段高2.5m，模板为金属组合模板。二、基岩段采用大型综合机械化作业线短段掘砌，段高3.54.28m，掘进采用伞钻钻眼

81、爆破，筑壁采用液压金属组合模板，22.4m3底卸下料罐下送砼，分灰器、震捣器筑壁。三、鉴于本矿井为高瓦斯矿井，且主、副井又处在有瓦斯突出可能的区段，因此本矿井筒过煤层前10m以上先行探放瓦斯。当瓦斯含量6m3/t，压力0.6Mpa，应用瓦斯泵抽放。抽放瓦斯应在有资质的部门指导下进行。四、三个井筒的基岩段均穿过二叠系上石盒子组砂岩，中组煤砂岩和B2C1煤层顶底板砂岩等三个含水层，因此，在井筒到以上三个含水层10m以上时，应进行探水，先探后掘。当探孔确定井筒涌水10m3/h时，应先注后掘，以实现干打井、打干井。注浆原则上宜采用水泥单液注浆。一、表土段施工（一）表土冻结根据井筒检查钻的资料，主、副、

82、风井的表土段均为第四系松散土层。主要为粘土与砂质粘土为主，基岩风化带为上石盒子组的泥岩、砂质泥岩，设计壁座以上的岩层为粘土岩和砂质泥岩。表土层的厚度主井为127.5m，副井为117.2m，风井为118.5m。基岩风化带厚度主井为6.8m，副井为21.0m，风井为15.8m。初设选用冻结法施工表土段，冻结深度均为165m。、冻结方式：主、副、风井均选用单圈孔差异快速强化冻结法。、冻结深度主 井副 井风 井备 注深 孔浅 孔深 孔浅 孔深 孔浅 孔165m134.4m165m135.7m165m139.7m、冻结管：选用1331406mm的优质低碳无缝钢管，接头采用衬管对焊焊接。、盐水温度及流量按

83、快速强化冻结的经验，合理提高冻结效率，逐级降低盐水温度，在15d左右盐水温度降至-20以下，开挖时达到-28-30。开始套内壁后转入维护冻结，盐水温度维持在-20-22。冻结孔的单孔流量要求为14m3/h。盐水的循环方式采用正循环，以强化膨胀性大的粘土层，砂砾岩层及深处地下水流速大的情况。在实施开挖过程中，应每隔710天对冻结壁的发展情况，井帮温度，冻土深入荒径的情况进行分析，不断调整盐水温度、流量，在保证冻结壁厚度、强度的条件下，为开挖创造最佳条件。、要求冻结壁的平均温度不低于-8，井帮温度为-3，冻土进入荒径量浅部为0.30.4m，深部为0.60.8m。、冻结壁的厚度及强度1、冻土地压按重

84、液公式，主、副、风井的表土地压计算深度分别为126.56m、117.21m、119.67m。2、冻土强度及安全系数按井筒检查钻的冻土试验资料，取强度低的粉砂土值8.46Mpa，冻土温度为-8，安全系数为2.2，冻土计算强度为3.85Mpa。3、冻结壁的厚度 按多姆克公式计算冻结壁的厚度冻结壁的扩展速度预计冻结时间50d70d90d冻结壁向外延展厚度1100mm1400mm1620mm冻结壁向内延展速度23mm/d23mm/d23mm/d冻结壁的平均强度 采用成冰公式冻结壁的控制厚度如下表井筒名称掘进半径（m）计算深度（m）地压 （Mpa）冻土计算强度（Mpa）冻土壁厚（M）备注主井3.4126

85、.561.643.852.3副井3.95117.211.523.852.5风井3.4119.671.563.82.3、冻结孔、水文孔及测温孔的技术要求1、冻结孔 主井、风井的冻结孔为26-28个，副井为30-32个。冻结孔距设计井壁外圈不小于1.4m，冻结孔间距1.1m左右。2、测温孔 每井为三个3、水文孔 每井为一个 、制冷站及进回水管根据上述的技术参数要求，中标单位应依自身的制冷机组具体情况，计算确定制冷总冷量。配备制冷机组具体要求：1、主、副井设一个制冷站，风井设一个制冷站。2、主、副井制冷站应有一台备用制冷机组。3、制冷站的位置，按施工组织设计确定的位置，避免与井筒开挖时的施工布置相矛

86、盾。4、盐水管路沟槽及标高应避开井架基础并和临时锁口统一，避免发生冲突。、其他1、严格控制冻结管的偏斜，造孔的最大偏斜率不超过2。2、信息化的动态监测冻结参数如孔斜、井壁温度、冻结扩展速度和冻结壁的发展状况。每7-10天提出一个分析资料，依具体情况及时调整孔斜、调节盐水温度、流量，为安全、快速施工创造最佳条件。（二）冻结段挖掘、冻结试挖1、井筒施工的全部大临准备，包括稳绞、通排、供电、压风等具备试挖与挖掘条件。2、冻土已交圈、其监测标准为 水文观测孔的水位有规律的上升并冒水，水位溢出7天。 测温孔测定的温度值已降至设计的温度值，证明冻结壁确以全部交圈。 对冻结状况进行分析，浅部的冻结壁厚度、强

87、度足以抵御试挖的地压。深部的冻结发展速度能达到上述所列的30d、70d、90d、的要求。 3、具备上述两个条件开始试挖。通过试挖验证，核实冻结壁的厚度、温度、强度达到设计要求，并能保证井筒开挖后能连续施工作业。4、井筒试挖 采用短段掘砌的施工方法，段高以不片帮为原则。原则上不宜加大段高，一般宜1.5-2.5m。 试挖由井筒中心向周边扩展，台阶式挖掘，并在井筒内做超前小井集控静积水。试挖段20-25m完成后，做临时锁口(-1.2m以下可利用部分永久锁口,以减少临时锁口工程量,避免临时锁口拆除时潜水涌入井筒施工困难),临时锁口坐在该部分永久锁口之上.完成锁口后,悬吊三盘及机械化作业线的设备和整体移

88、动液压金属短段外壁模板(可作两段组合),段高2.5m。无论试挖或正式开挖，空帮时间控制在18小时为宜。冻土挖掘可使用井筒挖掘机械或大抓，结合风镐、风锤、风铲作业。冻土挖掘过程中确须放炮作业时，应采用浅孔，低药量，松动爆破，炮眼距冻结管的距离不小于1.5m。 在冻粘土厚度荒径时，应在冻粘土壁开挖冻土涨力的V型应力释放槽，释放冻涨力，保护外壁。、外井壁浇注1、模板 原则上要求两段高组合整体液压金属活动模板，两段高为1.5m1m3组合。可灵活一次浇筑高度2.5m。2、下料 采用2.4底卸式下料罐下送砼，禁止使用下料管下砼。3、搅拌砼用水，必须经化验符合标准。砼的配合比，水灰比及早强防冻剂的使用，必须

89、经有资质的单位作试验能满足设计要求。砼的标号C40时，须用52.5硅酸盐水泥，防止水泥与添加剂量大造成的水化热过高从而产生砼的温度缝，影响井壁防水性能。每次浇筑砼前都必须做砼的塌落度试验，配合比、塌落度均应记录在案。鉴于冻结段施工可能在冬季，因此对砼的原料保存和搅拌、浇筑、养护等均应按砼冬季施工的要求施工。砂、石子、水泥应保温储存，热水搅拌（热水温度应在80以下），搅拌分两步进行，先搅拌砂、石子和热水，均匀降温后再加水泥搅拌。砼的入模温度应控制在15-20.砼的应对称入模，用震捣器震捣结实。砼在模内的时间不宜少于18小时。砼一天的凝固强度不低于设计强度的40%，三天的凝固强度不低于设计强度70

90、%。、冻结段施工特别注意事项1、在冻结段挖掘工程中，每7-10天应由冻结单位对冻土所有技术参数，冻结壁的发展情况进行分析，由筹建处组织冻结、挖掘、监理等单位共同研究，随时调整盐水温度、流量，在确保安全的前提下，控制冻土深入井帮0.5m左右.2、控制开挖速度，以月进100m左右为宜，过快外壁砼脱模过早，凝固时间短，强度低，受压易断裂。3、外井壁及壁座完成后，套内壁施工50m后可全部停运制冷机组。、内井壁施工1、当井筒开挖至设计壁座位置，并完成壁座的风镐开凿后，施工内井壁。2、套内壁的方法原则上可采用液压滑模及金属小模板的倒板作业方式，具体采用何种方式，可依施工单位的习惯选择，具体要求套内壁的进度

91、为12m/天。3、若采用内拔杆液压滑模作业时，应保证模板的水平度，并不发生逐步旋转，破坏钢筋的强度。4、外井壁筑壁高度至地表以下1.2m止，即设计井口标高以下3m的位置，内壁的高度在外壁以下0.5-1m，临时锁口筑在外壁之上。5、内壁砼的浇筑方法及要求与外壁相同。二、基岩段施工方法（一）主、副、风三个井筒的基岩段均采用大型综合机械化作业线，三层吊盘，短段掘砌混合作业的方式。当短段掘砌段高选用4.28m时，采取以下措施：1.四班正规循环作业。一班钻孔爆破，两班出矸，一班立模砌壁。2、钻孔爆破需依岩层情况选用光爆的钻孔布置和装药量，控制缩小松动圈的范围。3、出矸班随出矸井筒岩体揭露随时摘净浮矸。4

92、、遇较软或节理发育的岩层，应随出矸岩体暴露，边出矸、边喷浆或用锚网支护岩体防止片帮。（二）井筒的施工布置如图421至429所示（三）综合机械化作业线施工设备表表421名 称规 格主 井副 井风井备 注井架永久永久GV-5绞车JKZ-2.8/15.5211800KW绞车2JK-3.5/20111000KW吊桶4m33m324m3底卸吊桶HTD-2.4M3111稳车JZ216/800A JZ105772JZ10稳车2JZ16/800 2JZ25221稳车JZM40/1000A222稳车JZA5/1000A111吊盘三层111水泵DC50-8012222金属模板YJM2.5/5.9 4.28/5.0

93、2.5/7.04.28/6.0111111抓岩机HZ-6111伞钻FJD-6A111潜孔钻机KQJ-100B111注浆泵2JG-60/21011风泵BQF-50/25101010震捣器ZN-70555砼搅拌机JS-1000111砼配料机PLD-1600A111（四）井筒短段砌壁的方法同冻结段。三、井筒综合防治水主、副、风井均穿过M1M4四个含水层，本着干打井、打干井的原则，当每个井筒通过此含水层前，均应先探后掘， 遇水注浆堵水的施工方法。1、探水作业应选在含水层以上并留10m岩柱，探水工作面应选在隔水层内。本次施工组织设计共安排三次探注:第一次M1和M2，第二次M3，第三次M4，此外，施工过程

94、中如遇钻孔出水量单孔1m3/h的承压水，亦应先探放后施工。2、探水工作面应浇筑大于0.5m厚的素砼作为工作平台或止水垫。3、探孔一般按井筒周长均匀布置三个探孔。4、探孔宜选风压1.2MPa的深孔潜孔钻机，89mm钻头一次最大钻深至含水层底板以下10m。5、当探孔涌水量2m3/h时，应用水泥单液浆注浆堵水。具体应依实际情况编制注浆施工组织措施报批。含水层注浆时，应同时对井壁明显漏水处进行壁后注浆处理。 6、在正常条件下，一般涌水量较小时用环型水槽截水，吊桶排水。水量较大时，用潜水泵或注浆泵排至吊盘水箱，再由离心泵排至地面。四、井筒施工的瓦斯防治鉴于本矿井是高瓦斯矿井，且三个井筒又位于矿井有瓦斯突

95、出可能的区段，因此，本组织设计安排两次探放瓦斯或探抽瓦斯，即中组煤探放一次，下组B2、C1煤层探放一次。1、探放瓦斯用潜孔钻机，1.2MPa风压最大一次探深80m。探孔直径89mm每次不少于两个（也可与中组煤及B2、C1煤探水孔共用）。2、当井筒施工至距中组煤最上层顶板10m以上的不透水岩层、粘土岩或粉砂岩时，停止掘进，进行探放瓦斯。3、掘进工作面浇筑C30砼500mm厚作探放瓦斯的工作平台。4、当探孔确认瓦斯涌出量8m3/t，压力0.74MPa，用通风排放瓦斯。当瓦斯涌出量8m3/t，压力.74MPa时，必须用真空泵多钻孔抽放瓦斯。抽出的瓦斯利用压风管路排至地面大气扩散。5、抽放瓦斯孔沿井帮

96、布置，孔距2-3m，钻孔竖向外斜，至煤层底板外斜距井帮8m。6、瓦斯抽放完毕，继续施工井筒过煤层放炮时，井下工作人员必须撤至井上；井口20m之内不得有任何人员。7、除井筒穿过煤层的施工，井筒过煤层抽放瓦斯必须委托有资质及经验的单位制定详细的施工措施并在其指导下进行。8、瓦斯的管理与探、放、排和抽，严格按煤矿安全规程和瓦斯抽放细则规定执行。9、在井筒施工期间必须配备专职瓦斯检查员，坚持一炮三检。 10、井筒内的施工电机、电器设备，必须配备防爆型，并保持设备完好。五、主、副、风井井筒相关连接工程的施工方法、主井箕斗装载峒室的施工设计箕斗装载峒室为上提式，施工方案有三。第一方案为1、井筒施工至箕斗装

97、载峒室以上素砼与峒室钢筋混凝土接茬位置（如图4210中），停止短段掘砌，改用锚喷支护施工井筒至箕斗装载峒室以下钢筋混凝土与素砼井筒接茬位置（如图4210中），在继续用短段掘砌施工井筒50m（拟存放箕斗装载峒室及5m皮带机巷的全部掘矸），停止掘进，施工箕斗装载峒室。2、箕斗装载峒室及5m皮带机巷，自上而下分四段掘进。峒室顶部用锚、网、喷、索支护，皮带机巷及峒室各帮用锚、网、喷支护。箕斗装载峒室的全部矸石存于已掘砌完成的50m井筒内。3、峒室全部掘完后，自下而上分段（三段）自下而上浇筑峒室及该段井筒的钢筋混凝土支护。4、清理存放与于井筒内的矸石，拆除该段模板，井筒继续用短段掘砌施工井筒至井底及连接

98、处。5、井底应落在设计马头门以下8-10m（用于不改绞，安装吊桶装矸的定量仓）。6、建议箕斗装载峒室中部平台及顶部的截水槽改为钢结构（如赵官矿井的箕斗峒室钢结构）。第二方案为井筒掘砌至峒室以上2-3m时（图4210的位置），停止井筒掘砌，筑好素砼井壁。箕斗峒室段井筒只掘不砌，用锚喷临时支护至峒室底板以下2m施工箕斗装载峒室（与方案一不同点是不先扩出下部50m井筒）；第三方案为井筒掘砌至峒室以上2-3m筑好素砼井壁，箕斗峒室段井筒仍用锚、网、喷临时支护，以下继续用短段掘砌施工井筒至设计水平以下8-10m，施工与井筒连接的马头门，并与副井贯通，待副井装备完成后并具备提升条件后再施工箕斗装载峒室。第

99、一、二方案的优点是峒室与该段井筒同时完成，施工方便和井筒临时支护时间短，相对安全。第二方案工序少，临时支护时间最短。第三方案的优点是主、副井底早贯通，早解决井底车场和大巷施工的通风问题。经以上比选，推荐使用第一方案。、主、副、风井底马头门的施工方案 附图：4211及4212。共两个方案及图中说明，经比较推荐第一方案。第三节 井底车场及峒室施工方法井底车场巷道是继井筒之后首先接触（煤）岩层进行施工的地段，又是矿井生产的关键部位，具有巷道断面大、密度大、结构复杂、服务时间长等特点，因此工程质量十分重要。同时施工中通风、排水、供电、提升等永久系统能力尚未形成，构造、地层、水文地质条件尚需在施工中验证

100、，瓦斯、煤尘、地下水等自然灾害也要在施工中防范和治理，因此安全和质量在井底车场和峒室施工中的重要性就更为突出。一、井底车场巷道施工方法及配备井底车场巷道绝大多数为岩石巷道，因此采用普通钻爆法施工。使用多台气腿式风动凿岩机打眼、中深孔光爆、全断面一次爆破，在断面较大时可以采用台阶掘进。装岩机装岩、蓄电瓶电车牵引一吨矿车外运矸石至井底，由井筒施工用吊桶提至地面。局扇供风。井下临时配电所供电。掘进用水及压风由与凿井用防尘管路及压风管路相连通后供给。采用激光指向仪测量定向。井底车场巷道设计采用直墙半园拱断面，锚、网、喷联合支护，部分地段增加锚索支护，使用单体锚杆机打眼、安装锚杆，潮式喷浆机喷浆，挂金属

101、网进行支护。交岔点增加锚索支护。在较大断面巷道施工中，宜采用侧卸式装岩机装岩，以加快装岩速度。普通钻爆法施工应配备：气腿式凿岩机：型号ZY24每个掘进工作面配47台。潮式喷浆机：型号PZ-5型蟹爪装岩机：型号P-30B型或侧卸式装岩机螺旋式混凝土搅拌机：型号P4局扇：对旋风机型号KDF-6.3，功率255KW。风筒600mm。单体锚杆机：MGJ-12激光指向仪二、井底车场主要峒室施工方法及配备井底车场主要峒室包括：3T矿车卸载站、1T矿车翻车及推车机峒室、南部车场二个煤仓、一个主井煤仓、主排水泵房、主变电所、井下火药库等（箕斗装载峒室和副井马头门峒室前已述及）。1、煤仓施工方法及配备井底车场设

102、三个煤仓，高度1826m。煤仓施工时间应选择在煤仓上部巷道和下部转载机巷施工完后，施工顺序应先利用天井钻机于煤仓中心自上而下施工一个铅直小径钻孔，然后换大钻头自下而上进行扩孔形成溜矸孔撤除反井钻机，自上而下采用普通钻爆法施工，边掘进边进行永久支护，底部的漏斗应与给煤机的峒室一并浇注。爆破矸石由溜矸孔下落后装车外运。除反井钻机外施工机械与车场巷道相同。2、主排水泵房、主变电所、爆破器材库、3 T矿车卸载站、1T矿车翻笼及推车机等峒室的施工方法及配备上述峒室的施工方法及配备与井底车场巷道相同，但这些峒室由于其用途、性能、要求的特殊性与车场巷道相比具有不同的特点。这些峒室施工中大都要求安设各种预埋件

103、，主体工程完工后还要施工各种设备基础、管缆沟槽等辅助工程，因此施工中的工程要求更为严格。有些峒室断面特别大，如3 T矿车卸载站、1T矿车翻笼及推车机峒室等，因此可能要采用台阶方式掘进。施工中对爆破、支护、通风、安全等方面，质量监督、检测、安全检查十分重要。有些峒室在平面上和铅直方向剖面上距离较近、密度大，且相互交叉连通，如主排水泵房、配水巷、水仓等，施工中的重点应落实在防水质量上，以保证峒室在使用期间不发生渗水、漏水、串水现象，保证使用质量。第四节 大巷及总回风巷的施工方法及配备轨道大巷和总回风大巷均为岩石巷道，采用普通钻爆法施工。使用多台风动凿岩机打眼、中深孔光面爆破、全断面一次起爆、扒装机

104、装岩、蓄电池电车牵引1t矿车装矸外运，由风井或主井（副井）提至地面。激光指向仪进行测量定向，局扇供风。掘进用水及压风由与凿井用防尘水管及压风管相连通后供给。总回风巷施工用电由地面配电点经风井下供。轨道大巷施工用电由井下临时配电点供电。巷道设计采用直墙半园拱断面，支护采用锚、喷、网联合支护，部分地段增加锚索支护。使用单体锚杆机打眼、安装锚杆、潮式喷浆机喷浆、挂金属网进行支护，交岔点增加锚索支护。大巷掘进断面均在20以上，为加快施工速度，应采用侧卸式装岩机装岩。大巷施工配备：气腿式凿岩机：型号zy24潮式喷浆机：型号PZ-5型侧卸式装岩机： 螺旋式混凝土搅拌机：型号P4局扇：对旋风机型号KDF-6

105、.3，功率255KW。风筒600mm。单体锚杆机：MGJ-型激光指向仪第五节 采区的施工方法及配备根据矿井初步设计，首采区为后一上山采区，开采B2、C1，采用联合布置。采区共设置运煤、辅助运输、回风三条上山。辅助运输和运煤上山均布置在C1煤层中，回风上山布置在C1层煤底板岩石中。B2煤开采中的运煤、辅助运输、回风通过溜煤眼、区段石门、绕道联系。首采区工作面B101位于采区最上一个区段。采区巷道中的上山、石门，中部车场等岩石巷道采用直墙半园拱断面，煤巷破顶后也采用直墙半园拱断面。采用普通钻爆法施工，用蟹爪式装岩机装岩（煤），一吨矿车利用绞车沿采区上山运至采区车场（或回风大巷），再由立井提至地面。

106、其余施工方法和配备与车场巷道基本一致。工作面顺槽、切眼的施工受提升、运输能力限制也采用钻爆法施工。使用煤电钻打眼、爆破后由蟹爪式装岩机装岩，使用1吨矿车经采区上山运到车场升井。锚、网、带联合支护，用单体锚杆机安装锚杆，局扇供风，激光指向仪进行测量定向。岩石破碎、断层附近、交岔点和大断面如切眼增加锚索支护。顺漕和切眼采用矩形断面。顺槽和切眼施工中应配备： 对旋风机：KDF-6.3 电机功率230KW煤电钻：ZMS-12 电机功率1.2KW单体锚杆机：MGJ-型蟹爪装岩机：型号P-30B激光指向仪：第六节 主要土建工程施工方法矿井部分的建（构）筑物除井架、井口房、提升机房、矸石系统、降压站等为主要

107、建筑物外其他多为单层工业建筑，场地和自身没有过多的特殊要求，生活区建筑均在六层以下，属一般的砖混、框架结构，因此选取一般的施工方法则可达到要求。 本区自然条件较好，属南北气候过渡带，平均气温一般，最大冻结深度22.2cm，地下水位不高，抗震烈度67度，以上条件有利施工。不利条件为地表土壤渗透性差，岩土工程评价地基承载力26层仅为90140kpa，较好持力层位于深部第七层可达240kpa，重要工程可能需做桩基，一般工程混凝土基础可以满足。1、 井筒采用冻结法施工对井口房及相关建筑的地基有所影响，因此应在解冻后施工，如不能在解冻后施工应选择基础设计并制定措施施工，防止基础下沉。2、 主副井架基础施

108、工属大体积混凝土，在施工时应视当时的具体情况采取混凝土降温措施，以保混凝土的质量。3、 合理选用建筑物的桩基，以达到满足要求，节省资金的目的。桩基的深度是设计和施工应当关注的问题 。4、设计有部分钢结构建筑，均采用现场组拼就地吊装的方法，围护结构的选择要满足建筑节能的要求。5、对混凝土框架结构、砖混结构均采用一般常用的施工方法。6、主副井口房的施工工期因矿建工程每个环节的相互衔接，工期比较紧张，要求在限期内完成，因此必须做好该项工程的组织工作，确保按期完成。7、工广回填：工广地势平坦，平均自然标高+43.0m左右。按初步设计东西长528m，分三个区设定地面标高，中区为44.9m，东区44.0m

109、，西区43.5m，因此，工广地面需进行回填，设计回填量为15万立方米。回填量较大，如全部以矸石回填，时间将拖长且不利于工广绿化，如购地取土也不可能，因此建议采用如下方案：中区全部用矸石回填约7万立方米，而东西区原则上不做回填，至此三区形成台阶状态。（1）工广最终地面填方坡度以自然地面坡度为基础，保持西北高、东南低的地形坡度约3。中区按东南向二分之一处分解向东、西两侧填坡3。排水入道路边沟，东区以3坡度由东向西排入道路边沟，西区以3坡度由西向东排入道路边沟。（2）中西区地面设计高差1.4m，经中区调坡后高差为1.1m，应砌挡墙。（3）东区地面设计高差0.9m，经中区调坡后高差为0.6m，在两区分

110、界处砌垱墙。（4）矸石回填采取分散和集中相结合的办法，即初期采取汽车运输集中回填于中区的南部，建井后期通过临时矸石山取矸集中回填。 8、土建施工主要设备附表461。第七节 井上下主要机电设备安装施工方法一、井架安装主、副井井架均为钢结构双侧斜撑式箱式井架。主井井架重328T，上天轮中心高47.7m。副井井架重228T，上天轮中心高32 m。由于建井期间利用永久井架凿井施工，因此必须在井筒开挖前完成井架安装工作，并布置施工用天轮平台。永久井架安装需分两次施工，前期只安装永久井架主体，其天轮支持构件及天轮暂不安装，安排在井筒装备完成后施工。井架组装前，应对分段加工的钢结构件按设计要求进行现场质量验

111、收，并对基础标高，提升中心线，井筒中心线进行严格校核，合格后方可施工。同时要求井架组装场地夯实平整。为减少井口占用时间，可选择在永久提升机房对侧进行主、副斜架分片组装及焊接。井架安装一般采用桅杆安装方法或大型汽车吊吊装方法。采用桅杆安装方法，可利用200300吨方形桅杆、斜架绞链稳车、地锚、钢丝绳等施工设施。井架分层组装和准备工作完成以后，首先用主斜架支承，采用翻转法使桅杆吊装就位，并用桅杆顶部四个方面绷绳和桅杆底部绊脚绳固定。第二步用桅杆支承采用绞链翻转法吊装主斜架就位。第三步用桅杆主斜架支承，采用绞链翻转法吊装斜架就位。第四步进行主、副斜架的空中对接，井架基础垫铁调整，并复核井架标高，提升

112、中心线等符合设计和标准要求。最后进行井架基础螺栓紧固。井架板梁中心线与提升中心线的复合度不得超过1mm，井架主、副腿底脚十字中心线与设计位置偏应控制在1mm内，天轮平台十字中心线与设计位置偏差控制在7mm以内。采用汽车吊方法，先利用2台大吨位汽车吊（按主、副腿吨位计算选用）借助2台10吨稳车、滑轮组起主腿、麻绳面好，共利用2台汽车吊借助10吨稳车、滑轮组立起副腿，主、副腿合拢找正焊接，最后紧固基础螺栓。质量要求和桅杆法相同。二、井筒装备全黄庄矿井主、副、风井都需要装备。主井井筒直径5m，冷弯方钢罐道，工字钢罐道梁，罐道梁托架，井筒下部除罐道外还有稳罐道，过卷缓冲装置，防撞梁，尾绳保护装置等。副

113、井井筒直径6m，井筒、井底、罐道装置与主井相似，另外还有玻璃钢梯子间，5趟排水、压风、制冷管路及2趟动力电缆。风井井筒直径5m，装备玻璃钢梯子间和一趟抽采瓦斯管。井筒装备各施工单位施工方法不尽一样，以副井装备为例介绍一种方法供施工单位参考。副井装备往往和井上下金属支持结构，稳罐道、防过卷缓冲装置、永久天轮平台、天轮、吊挂罐笼以及操车设备等统一安排施工。利用JZM25/800A稳车吊五层吊盘，由底到井口一次性完成标准段施工。一层做信号盘兼放线号眼钻锚杆孔。二层安装罐道托架，管子梁支架，电缆支架。三、四、五层安梯子间、卡管梁、管路、罐道，完成后吊盘改造，保留2层吊盘，由井口至井底进行动力、信号、通

114、信电缆安装。标准段完成后，封闭井口，交土建施工锁口及井口操车基础，与土建同时组装单层吊盘，安装井底支持结构、稳罐道，钢罐道防过卷缓冲装置等。然后拆除天轮平台，吊天轮，折临封口盘，在支持金属结构底梁上担工字钢承担罐笼，借助汽车吊吊罐笼，操车基础完成后最后安装操车设备。为保证安装质量，吊盘进入井口后应根据测绘出的井筒中心线和提升中心线安装井口锁口大梁，作为基准梁，后完成井口的封口盘及保护盘，然后下放吊盘至井底第一层基准梁以下，下放基准线在第一层基准梁上固定。四根基础准大线必须经复核合格后方可自上而下进行井筒装备施工。三、绞车安装主井绞车JKMD3.54（Z）型，配ZKTD型56r/min，1400

115、KW低速直流电动机。副井绞车JKMD44（Z）型配ZKTD型42r/min1400KW低速直流电动机。两台绞车均为落地式摩擦轮提升机。副井绞车安装可与副井井筒装备同时进行，并先于井筒装备竣工试运转，以保证副井尽快形成提升能力。安装中应注意以下问题：1、主轴装置安装一般将主轴、磨擦轮、闸盘解体运输。在提升机房附近用汽车吊组装。主轴组装好后，放于专用支架车上，运至机房安装。主轴安装的关键是找正和闸隙调整。2、制动系统安装制动器与闸架为一整体，安装时不解体的制动器与闸架应接触良好。3、绳槽车削装置的安装和车削绳槽绳槽车削装置安装在基础坑内，须操平找正，其对称中心与实际提升中心线的偏差不得大于规定（一

116、般为0.2mm），导轨必须平行于主轴中心线，其水平误差不得大于规定（一般为0.2）。 第五章 前期准备及大型临时设施第一节 准备期的五通一平及大临设施一、“五通一平”施工安排1、工广：地势平坦，场区内除农作物及果树外无其它障碍物，只需稍加平整则可满足施工放线要求。2、场外道路：自工广至310国道永久设计已发，目前已提前施工。3、场内临时道路：按工广两个进口，以中区为核心，拟建两横三纵临时环形道路，路宽6m，路长约1200m。4、施工用水：此处地下水取之方便。根据甲乙双方施工合同的要求，施工用水由各施工队自行打井解决（矿井永久水源尚未提出设计，暂无法施工）。5、供电：目前临时配电所已经建成，按工

117、程进展情况逐步设立临时配电点，初期拟设三处即主副井一处，东区一处，中区南部一处。6、通讯：初期自刘套镇接入电话，后期自米集接入光缆，矿内按设程控电话。7、计算机联网后期解决。二、大临设施安排1、建井期尽量以永久工程代替临时工程，以加快进度和节约资金。凡永久工程具备条件的应尽快组织施工。本施工组织设计安排临时工程28项，临时工程利用永久工程6项（附表511、512）。2、临时工程无特殊情况的不得占用永久性工程的位置。3、场内临时道路要简单实用，形成环形保持通畅，满足生产生活和消防的需要，并作为永久道路的路基。4、临时道路的路面以及建筑物的室内地坪标高，应高出自然地面一定的高度以保雨季正常使用。5

118、、临时建筑物结构要简约、实用，一切设施的布置要符合防火、防爆、防盗、环保的要求，并起到文明施工窗口的作用。第二节 工业广场施工总平面布置 工广总平面布置对计划工期，对各施工单位，对各施工阶段，对各专业队伍有机联系密切配合起着十分重要的作用，是施工企业完成计划的前提。1、初步工广布置：工广位于废黄河漫滩，场内地势平坦，呈西北高，东南低自然地势，地面平均标高+43.0m左右，占地16.4km2。初步设计按东西向分场前区，生产及生产辅助区及煤炭加工储运区等三个区。西区（煤炭储运区）主要布置有洗煤厂，中区（生产区）围绕主付井生产区布置相关建筑，东区为行政福利区。2、施工总平面布置：（详见总附图3）（1

119、）分三区布置，中区以主付井为主线布置，有绞车房、稳车区、集中搅拌站、冷冻站、压风机房、配电所、料场等。西区布置一个项目部和相关的设施。东区布置两个项目部（建井、土建）和筹建处。风井施工平面布置，有绞车房、稳车区、压风机房、配电点等。（2）矸石及煤炭储存堆：矸石堆位于工广的西北角，以轻便铁路上山堆放。工程煤以轻便铁路运至付井口的东北角，临时道路直通储煤场。（3）临时炸药库选址于工广西北侧，距围墙75m，设库房、土堤、围墙、道路等。第三节 建井期的提升 一、主井井筒施工中的提升主井净直径5.0 m，井筒垂深903米，利用永久井架做为凿井井架。井口至天轮平台垂高27M，提升垂高最大高度为930M。根

120、据工程概况及由集团公司华新建工集团承担该井筒施工任务。所以本设计优先考虑华新建工集团现有装备，选用JKZ2.8/15.5型凿井绞车提升，4.0m3矸石吊桶提矸，FJD6H伞钻打眼，HZ6型抓岩机抓岩，下面就提升系统各个环节分别进行计算或验算。JKZ2.8/15.5型凿井绞车有关技术数据：滚筒个数：1个；滚筒直径2.8m；最大静张力Fj15000kgf；最大静张力差Jch=15000kgf；滚筒宽度B2200mm；减速机速比i1：15.5。最大提升速度Vmb=5.48m/S。 （一）提升容器的选择1、一次提升循环时间以井筒最深处（-858m）和绞车最大提升速度（5.48m/S）进行计算，提升高度

121、H0850+10+45+27932m;T1 2（H0+2V2mb-52）/Vmb+54+902(932+2*5.482-52)/5.48+54+90487秒2、矸石吊桶容积选择 采用HZ60型抓岩机，抓斗容积为0.6M3，查手册抓岩机生产能力为36 m3/h，一个提升循环内，抓岩机可准备的矸石量V1：V1K*A1*T1/0.9*36001.2*36*487/0.9*36006.49m3式中：K提升不均匀系数； A1抓岩机最大生产能力； T1提升一次循环时间。从以上计算可以看出，抓岩机的生产能力，能满足一个4.0M3吊桶提升。从井筒断面布置情况和绞车最大静张力综合考虑，选用一个4.0M3矸石吊桶

122、为宜。（二）提升钢丝绳选择校验1、钢丝绳最大悬垂高度H0932m2、钢丝绳终端载荷（1）附属装置重量GG1+G2+G3215+203+16.45434.45kg式中：G111T钩头重量，215kg；G24.0m3吊桶滑架的重量，203kg；G3提升缓冲器的重量，16.45kg。（2）4.0m3吊桶的重量：1530kg（3）提升载荷提升矸石QKm*VTB*rg+0.9(1-1/KS)*VTB*rsh 0.9*4.0*1600+0.9*（11/1.8）*4.0*10007380kg式中：Km吊桶装满系数，取0.9；VTB吊桶容积，4.0m3rg松散岩石容重，取1600kg/m3;KS矸石松散系数，

123、取1.8；rsh水容重，1000kg/m3;提升人员重量 每次提升12人，人均重量75kg，Qr12*75900kgFJD6H伞钻重量Qs7500kg下料2.4m3下料罐自重为1066kgQx1066+0.9*2.4*25006466kg（4）钢丝绳各终端载荷项目提矸石(kg)提伞钻(kg)提人(kg)下料（kg）附属装置434.45434.45434.45434.45提升容器153015301066提升载荷738075009005400终端载荷9344.457934.452864.456900.453、钢丝绳选择验算选择钢丝绳为18*7+FC401770（华新库存现货）钢丝绳直径40mm，该

124、钢丝绳单位长度重量6.24kg/m，最大破断拉力总和为114684.5kgf。钢丝绳最粗钢丝直径为2.6mm。（1）井深700米（-655米）以上提物安全系数mQd/(Q0+Psb*H0)114684.5/（9344.45+6.24*727）8.27.5提人安全系数mQd/(Q0+Psb*H0)=114684.5/(2864.45+6.24*727)=15.59(2)井深700米以下改用3.0m3吊桶和18*7+FC+341870型钢丝绳，该钢丝绳主要技术数据为直径34mm，最大破断拉力总和F92821.12kg，单位钢丝绳重量Psb4.51kg/m钢丝绳终端载荷如下表项目提矸石（kg）提伞钻

125、(kg)提人(kg)下砼(kg)附属装置434.45434.45434.45434.45提升容器104910491250提升载荷5518.875009005400终端载荷70027934.452383.457084.45从上表可以看出，这时的终端载荷为提伞钻时最大，应作为提物计算基础。提物安全系数校验mQD/(Q0+Psb*H0)92821.12/(7934.45+4.51*932)7.657.5提人安全系数校验mQD/(Q0+Psb*H0)92821.12/（2383.45+4.51*932）149安全系数满足要求（三）提升机、提升天轮选择验算1、提升机选择验算（1）提升机卷筒直径Dr60*

126、ds60*4024002800mmDr900*s900*2.6=23402800mm式中：Dr所选用提升机的卷筒直径；ds所使用钢丝绳直径；s所用钢丝绳中最粗钢丝直径。满足要求（2）提升机卷筒宽度校验 井深700米以上B2（H0+30）/nDT+3+n/*(ds+) （727+30）/2*3.14*2.8+3+3*（40+2） 20602200 井深700米以下B2（H0+30）/nDT+3+n/*(ds+) （932+30）/2*3.14*2.8+3+3*（34+2） 21852200满足要求式中：n/错圈数；3摩擦圈数；30提升绳试验长度，米；提升钢丝绳绳圈间隙。（3）提升机强度校验 井深

127、700米以上，钢丝绳终端最大载荷13880.93kg，小于提升机最大静张力15000kg。 井深700米以下，钢丝绳终端最大载荷12137.77kg，小于提升机最大静张力15000kg。所以满足要求。2、提升天轮选择验算选用直径为3.0m的凿井提升天轮，校验如下：D/ds3000/407560 符合要求D/s3000/2.61153900 符合要求式中：D所选天轮直径； ds所用钢丝绳直径； s钢丝绳中最粗钢丝直径。（四）电机功率计算1、提升机电机选用试选用YR1434610电机，电机转速n580转/分，功率1000KW,电压6000v，减速比i15.52、绞车实际最大提升速度：VmB2Rn/

128、i2*3.14*1.40*580/60*15.55318/9305.48m/s根据煤矿安全规程第424条规定，吊桶升降人员时的最大速度：VmB0.25 932 0.25*30.57.625m/s故满足要求3、电动机功率估算（1）井深700米以上P（Q+Psb*H0）*VmB/102*c =(9344.45+6.24*727)*5.48/102*0.85=877KW(2)井深700米以下P（Q+Psb*H0）*VmB/102*c （7934.45+4.51*932）/102*0.85767.2KW式中c二级减速机传动效率，取0.85。因此所选电动机功率1000kw能满足要求。（五）过卷高度验算过

129、卷高度h=hR-hn-hm=27-12-6.34=8.56m1/2*6.5m式中hR-井口至大板梁底部高度hn-井口至翻矸台高度12mhm-吊桶底部至滑架上部距离6.34m根据煤矿安全规程第397条规定，主井吊桶提升速度小于6/s时，其过卷高度不得小于H1/2*6.5m=3.25m,所以满足要求，（六）提升能力计算1、以施工井深700米处基岩段计算（1）一次提升循环时间T2VmB/a+(H-40)/VmB+54+Qd =25.48/0.5+(727-40)/5.48+54+90=417秒式中：VmB-绞车最大提升速度； a-运行加减速度，取0.5m/s2Qd- 一次提升休止时间，取90s。（2

130、）提升能力计算At=3600*0.9VTB/K*T=3600*0.9*4.0/1.25*417=24.86m3/h式中：VTB-标准吊桶容积； K-提升不均匀系数，取1.25。根据基岩段专业队滚班作业制，每段4.2m则松散岩石量为：V=KR2*h1.8*3.14*2.92*4.2199.6m3因此提矸所用时间为tV/At=199.6/24.86=8.03小时2、以施工井底（井深905处）基岩段计算（1）一次提升循环时间T2VmB/a+(H-40)/VmB+54+90 =25.48/0.5+(932-40)/5.48+54+90=492秒（2）提升能力计算At=3600*0.9VTB/K*T=3

131、600*0.9*3.0/1.25*492=15.80m3/h段高4.2m，则松散岩石量为V=KR2*h1.8*3.14*2.92*4.2199.6m3则一个滚班作业循环内提矸所用时间为TV/At=199.6/15.80=12.6小时。二、副井井筒施工中的提升副井井筒净直径6.0m，井筒垂深929米，利用永久井架做为凿井施工井架。井口至天轮平台垂高27m，提升最大垂高946m。根据工程概况及由集团公司华新建工集团承担该井筒施工的前提。本设计优先考虑华新建工集团现有装备情况，主提升机选用JK3.0/20A绞车，配用18*7+FC-34-1870（特）型钢丝绳，600m以上使用4.0m3吊桶，600

132、m以下使用3.0m3吊桶提矸、提伞钻、提人。副提升机选用2 JK3.5/11.5型绞车，配用18*7+FC-28-1770型钢丝绳，使用2.0 m3吊桶提矸、提人。下料用2.0 M3底卸式吊桶，用FJD6H型伞钻打眼，HZ6型抓岩机抓岩。主提升机JK3.0/20A绞车有关技术数据：滚筒个数：1个；滚筒直径3.0m；滚筒宽度B2200mm；最大静张力13251kg；最大静张力差13251kg；减速机速比i20。 副提升机2 JK3.5/11.5型绞车有关技术数据：滚筒个数：2个（施工中使用一个）；滚筒直径3.5m；滚筒宽度B1700mm；最大静张力17329kg；最大静张力差11722.7kg；

133、减速机速比i11.5。 （一）提升钢丝绳的选择校验 1、钢丝绳最大悬垂高度：H0H1+H2+H3895+27+24946m式中： H1-井筒深度，米；H2-井口至天轮切点高度，米；H3-井底-850大巷至井底高度，米。2、钢丝绳终端载荷（1）附属装置重量G=G1+G2+G321520316.45434.45kg式中：G111T钩头重量，215kg， G2吊桶滑架重量，196kg； G3提升缓冲器重量：16.45kg。（2）其它基础资料： 4.0 m3吊桶重量：1530kg； 3.0 m3吊桶重量：1049kg；2m3吊桶重量728kg； FJD6H伞钻重量：7500kg。 提升人员重量，每次按

134、提升12人计，人均75kg，则Qr=12*75=900kg。 2.0 m3下料罐自重1066kg4 m3吊桶矸石量7380kg，3.0 M3吊桶矸石量5518.8kg, 2m3吊桶矸石量3672 kg。主提选用18*7FC341870（特）型钢丝绳有关技术数据：直径34mm，最粗钢丝直径2.6mm，单位长度重量4.51 kg/m， 最大破断拉力总和F92821.12kgf副提选用18*7FC281770型钢丝绳有关技术数据：直径28 mm；最粗钢丝绳直径2.4 mm；单位长度重量3.06 kg/m；最大破断拉力总和F59507.14 kgf。 主提600米以上钢丝绳各终端载荷项目 提矸（kg）

135、提伞钻（kg）提人（kg）下砼（kg）附属装置 434.45 434.45 434.45 434.45 提升容器1530 1530 1066 提升载荷7380 7500 900 5400 终端载荷9344.45 7934.45 2864.45 6900.45 主提600米以下钢丝绳各终端载荷项目 提矸（kg）提伞钻（kg）提人（kg）下砼（kg）附属装置 434.45 434.45 434.45 434.45 提升容器1049 1049 1066 提升载荷5518.8 7500 900 5400 终端载荷7002 7934.45 2383.45 6900.45 副提钢丝绳各终端载荷项 目 提矸

136、（kg） 提人（kg） 附属装置 272.02 272.02 提升容器728 728 提升载荷3672 750 终端载荷4672.02 1750.02 3.钢丝绳选择验算（1）主提安全系数校验 600米以上提物（矸石） mQd/Q0Psb*H092821.12/9344.454.51*627） 92821.12/12165.957.637.5 安全系数满足要求。 600米以下提物（伞钻）mQd/Q0Psb*H092821.12/7934.45+4.51*946 92821.12/12200.917.67.5 安全系数满足要求。 600米以上提人 mQd/Q0Psb*H092821.12/286

137、4.454.51*627 92821.12/5692.2216.39 安全系数满足要求。 600米以下提人mQd/Q0Psb*H092821.12/2383.454.51*946 92821.12/6649.91149 安全系数满足要求。（2）副提安全系数校验 提物 mQd/Q0(Psb*H0)59507.14/4672.02（3.06*946） 59507.14/7566.787.867.5 安全系数满足要求。提人 mQd/Q0(Psb*H0)59507.14/1750.02（3.06*946） 59507.14/4644.7812.89 安全系数满足要求。 故所选钢丝绳18*7FC3418

138、70（特）和18*7FC281770均符合要求。（二）、提升机，提升天轮选择计算1、提升机选择计算 卷筒直径 对于主提：Dr60dS=60*34=20403000 Dr900*s900*2.623403000 对于副提：Dr60dS=60*2816803500 Dr900*s900*2.4=21607.5 安全系数满足要求。 500米以下 mQd/Q(Psb*H0)92821.12/7934.45（4.51*726）92821.12/11208.718.287.5安全系数满足要求（2）提人安全系数校验500M以上 mQd/Q(Psb*H0)92821.12/2864.45（4.51*526）

139、92821.12/5236.7117.79 500M以下mQd/Q(Psb*H0)92821.12/2383.45（4.51*726）92821.12/5657.7116.49安全系数满足要求式中：Psb钢丝绳每米标准重量，kg/m Q钢丝绳终端载荷，kg Qd所选钢丝绳破断拉力总和，kg m钢丝绳安全系数 H0钢丝绳最大悬垂高度，m（三）提升机、提升天轮验算1.提升机验算（1）提升机卷筒直径校验Dr60dS=60*34=2040mm式中：Dr提升机卷筒直径 dS所用钢丝绳直径又Dr900*s900*2.62340mm式中s-钢丝绳中最粗钢丝直径所以提升机卷筒满足要求。（2）提升机卷筒宽度校验

140、 B（H0+30）/D+3+n/*(ds+)/BT （72630）/3.14*3.5+3+3*（342）/1700 1.522式中：n/错绳圈数；3摩擦圈数；30提升绳试验长度，米；提升钢丝绳绳圈间隙。满足要求。（3）提升机强度校验2JK3.5/20提升机最大静张力Fch=11722.7kg大于500米以上提4m3吊桶矸石时的负荷11716.71kg，也大于500米以下提伞钻时的载荷11208.71 kg。所以提升机强度满足要求。2、提升天轮选择验算试选用直径为2.5M的凿井天轮作为提升天轮，校验如下：（1）根据提升钢丝绳直径校验D/ds2500/3473.560 符合要求（2）根据钢丝绳最粗

141、钢丝校验D/s2500/2.6961.5900 符合要求式中：D所选天轮直径； ds所用钢丝绳直径； s 钢丝绳中最粗钢丝直径。（四）提升机功率验算选择YR1433610电机，电机转速n580转/分，功率800KW,电压6000v，减速比i20提升机最大提升速度5.24 m/s根据煤矿安全规程第424条规定，吊桶升降人员时的最大速度：VmB0.25 H 0.25 726 6.74m/s故符合要求电动机功率计算 1、500米以上P（Q+Psb*H0）*VmB/102*c =(9344.45+4.51*526)*5.24/102*0.85=708KW2、500米以下P（Q+Psb*H0）*VmB/

142、102*c （7934.45+4.51*726）*5.24/102*0.85677KW式中c-二级减速机传动效率。因此选功率800kw电动机能满足要求。（五）过卷高度验算过卷高度h=hR-hn-hm=26-12-6.34=7.66m1/2*6.5m式中hR-井口至大板梁底部高度；hn-井口至翻矸台高度m；hm-吊桶底部至滑架上部距离m。根据煤矿安全规程第397条规定，立井吊桶提升速度小于6m/s时，其过卷高度不得小于H1/2*6.5m=3.25m,所以满足要求，（六）提升能力计算1、一次提升循环时间（1）以施工井筒深度500m处计算T2VmB/a+(H-40)/VmB+54+Qd =25.24

143、/0.5+(526-40)/5.24+54+90=350秒（2）以施工井底700m处计算T2VmB/a+(H-40)/VmB+54+9025.24/0.5+(726-40)/5.24+54+90=426.8秒式中：VmB-绞车最大运行速度； a-运行加减速度，取0.5m/s2Qd-一次提升休止时间，取90s。2、提升能力计算（1）井深500m处时At3600*0.9VTB/K*T=3600*0.9*4/1.25*350=29.6m3/h（2）井深700m处时At3600*0.9*3/1.25*426.818.2m3/h式中：VTB-标准吊桶容积； K-提升不均匀系数，取1.25。根据基岩段专业

144、队滚班作业制，每段4.2米，则松散岩石量为：V=KR2*h1.8*3.14*2.92*4.2199.6m3因此提矸所用时间为：500m以上：tV/At=199.6/29.6=6.7小时500m以下：tV/At=199.6/18.2=11小时四、井筒到底后，矿井施工二、三期工程的提升（一）主副井到底施工贯通巷道时，主副井仍用原井筒施工的提升方式，提升贯通巷道的矸石，矸石通过V型矿车运至各自的井底，翻入吊桶或井筒内（用抓岩机）装入吊桶提至地面排弃。（二）当主副井贯通后立即进行副井的永久装备，此时井底车场巷道及850大巷的矸石通过主井提至地面。（三）当副井永久提升系统形成后，主井停止提升进行井筒装备

145、。（四）在副井形成永久提升系统之前，主井临时升降矸石人员时，有两种方式：即主井进行临时改绞用双罐笼提升和改用定量仓装吊桶的提矸方式。 1、由于本矿井井深为903m，改绞必须用3.5m的双筒绞车，此绞车在井筒施工时由于井筒净径仅5m，必须单钩使用，然而3.5m双筒普通绞车单钩使用时其净张力差仅11.5吨，提不动重7.5吨的伞钻和附属装置及钢丝绳自重共12.137吨，所以，适于双钩提罐，不能提井筒施工时的伞钻，所以，普通双筒3.5m绞车不适用。若即能满足凿井阶段提升伞钻又能满足改绞提双层单车、双罐笼提升，必须新购一台2JZ/3.6m双筒绞车（龙固的那台仍在使用）。2、按新安全规程的要求进行改绞提，

146、井筒深,工程大，不仅改绞费用需400万元以上（不包括绞车购置费），而且改绞工期需2个月。主井改绞期，井底车场及大巷的提升必须由副井提升，势必造成副井装备及形成提升能力时间推迟2个月，使增加工队伍、全面展开二、三期巷道工程推迟二个月。3、购置新绞车投资大，主井改绞费用高，使用仅6个月，经济上不合理。因此，只要主井采用定量仓，装吊桶，提升能力满足副井环形车场和主要矛盾线上的大巷施工要求，此方案优于改绞方案。如前计算在主井深903m利用定量仓3m3吊桶提矸，其能力为18.5m3/h，每班按提矸5小时，班可提92.5m3,能满足2.5个队月进100m(断面1517m2)的施工需要，并能在副井具备永久提

147、升条件之前完成副井车场绕道，能保证主要矛盾线上的大巷施工需要，因此选用定量仓装3m3吊桶的方案是合理的、可行的、优越的。（五）为保证每班能提矸5小时，减少利用吊桶的下送的时间，因此选用在井壁固定一趟临时159mm的混凝土下料管，下送巷道施工用的喷射混凝土或砌筑混凝土，经工作面二次搅拌以保证质量。（六）风井到底后的三期工程亦按此方案。（七）当副井永久装备完成，并具备提升条件后，停止主井定量仓吊桶提升，进行主井永久装备。（八）主、风井采用定量仓装吊桶的提矸方式，应在井筒到底前，由筹备处及施工企业编制具体施工组织措施，经审批后实施。第四节 建井期的通风XX煤矿定为高瓦斯矿井，且存在煤与瓦斯突出的可能

148、性，煤层有自然发火倾向性，煤尘有爆炸危险性。因此，该矿井在建井期间，要特别重视矿井的通防工作。矿井投产后采用中央分列式通风。副井进风（主井少量进风），风井回风。根据施工组织设计安排：主、副、风井先后递次施工。2008年7月28日主副井明风后，在副井周围建筑风门，使风井附近形成一个新鲜风“风库”，各掘进头局扇都安在该风库中，形成副井进风，主井回风的临时通风系统。在主副井贯通后至主副井与风井贯通前，850m水平掘进队逐渐增加，最多安排六个队施工。2008年3月22日风井到底后，掘进650m南回风大巷，同时应在650m北回风大巷掘进一个长1520m的新鲜风“风库”，用直径为8001000mm的硬质风

149、筒，将地面新鲜风引至该“风库”，650m水平的掘进工作面局扇按设在650m水平南回风大巷和风井井筒，乏风回至地面。2009年8月5日主副井与风井明风后，因风井装备需25天，该期间应形成主、风井进风，主井回风的通风系统，该期间应按主井口风机能力，安排掘进队。2009年9月1日，矿井设计主扇风机正式运转，形成了主副井进风，风井回风的正规通风系统。建井期间通风大体分为以下几个阶段：一、井筒掘砌阶段：该阶段以井筒开挖至主副井明风或风井到底。井筒掘砌阶段采用压入式通风，在井口安装轴流式局部扇风机。风井、风筒选型由井筒施工单位编制单位工程施工组织设计时，应根据有关规定计算后确定。井筒内应采用玻璃钢风筒，以

150、减少漏风损失。该阶段的主副井贯通前，应根据有关规定及本设计中有关防止瓦斯的措施，编制专门安全措施，保证贯通安全。二、主副井与风井贯通前（主副井贯通后）阶段该阶段可分为两个通风系统：1、850m水平通风系统主副井贯通前，应编制副井进风、主井回风的通风系统设计，做好准备贯通后，尽快形成通风系统，保证掘进工作面有充足的新鲜风。850m水平由开始安排掘进队，随施工不断延续逐渐增加掘进队伍，该阶段850m水平最多安排6个掘进队。该阶段当掘进队安排至3个以上时，仅靠局扇供风。通风较困难，需安设辅助扇风机进行通风。（1）需风量：按最低风速计算（掘进工作面风速为0.150.25m/s）根据断面每个掘进工作面风

151、量为100200m3/min。根据新汶矿业集团公司掘进工作面配风标准，考虑到XX矿井为高瓦斯矿井的实际，又注意到该阶段的施工巷道除石门见煤点外，全部为全岩巷道的实际，每个掘进工作面风量取400m3/min。该阶段850m水平掘进需风量为：Q需KQ掘1.1（4006）2640 m3/min（2）该阶段通风负压采用下列公式计算：hplQ2/s3 见表541式中：h-通风负压井巷通风阻力系数p巷道周长l巷道长度s巷道净断面（3）经计算查表选用风机型号为:BDK62-62-NO.16（4）风机安装位置：因XX煤矿为新建矿井，该矿为高瓦斯矿井，且有煤与瓦斯突出的可能，按照煤矿安全规程第125规定，在未确

152、定该矿井各煤层无煤与瓦斯突出危险之前，不得在井下安设辅助扇风机。所以将局扇安设在地面主井井口以北13m处附近（其具体位置可根据地面布置确定）。（5）风峒：主井锁口北部应预留风峒缺口。风峒断面为6m2（高3m，宽3m）使风速控制在78m/s。2、650m水平通风系统风井到底后掘650m总回风巷，掘至一采区回风石门后增安一个队。该阶段650m水平最多按2个掘进队。由于通风距离长，将局扇安在地面将大大加大了局部通风的难度，因此，掘过650m水平南、北总回风巷的丁字口后，应将北回风大巷掘进1520m作为650m水平风库，掘进头局扇安设在“风库”内，形成地面-硬质风筒-650m水平风库局扇-掘进工作面-

153、650m回风道-风井-地面的通风系统。3、该阶段通风的注意事项：（1）该阶段两水平掘进工作面石门揭煤次数较多，应按有关规定和本设计第四章第九节的论述，编制专门设计并经审批、传达后施工。（2）该阶段850m水平副井周围风门多、条件差，应安设闭锁风门或按专人看管风门，保证正常通风。（3）650m水平通风中，地面至650m水平“风库”的硬质风筒直径应尽量加大并加强风筒管理，以保证工作面风量，当风量不足时，应加大该风筒直径或减少供风头数。 （4）主副井与风井贯通时，因贯通距离较长，应加强测量工作，保证测量精度并提前作出贯通设计和贯通后调整通风系统设计，以保证安全贯通和正常通风。三、主副井与风井贯通后至

154、主扇形成通风能力前阶段主副井与风井贯通后，需进行风井装备（梯子间等），时间25天，该阶段应：1、贯通前，应编制通风系统调整专门设计；贯通后，立即调整通风系统，形成副、风井进风、主井回风的临时通风系统。2、由于主井辅助扇风机是按6个掘进队设计的，应调整工作面个数和地点，保证各掘进工作面有充足的风量。四、正规通风阶段该期间为按矿井设计形成正规通风的通风系统，应注意：1、主扇运转前编制调整通风系统的专门设计，防止风流紊乱，造成瓦斯积聚。2、主扇正常运转后，应尽早进行一次通风阻力测定，以优化该系统。3、主扇运转正常后，应进行一次风机性能测定。第五节 建井期间的瓦斯防治一、XX矿井瓦斯赋存情况XX井田位

155、于淮北煤田的北部，地处安徽省刘套镇，瓦斯赋存情况较复杂，所以在地质勘探期间、矿井建设准备期间和矿井可研及初步设计期间都做了大量工作，取得了不少资料。（一）地质勘探期间的瓦斯赋存情况资料江苏省煤田地质队于一九九三年完成了XX井田的地质勘察报告1、勘探阶段对各可采煤层共取煤样42个，甲烷含量的两极值为：中3煤层两极值为1.03cm3/g9.07cm3/g；中4煤层 两极值为1.17cm3/g至8.97cm3/g；B2煤层两极值为0.01cm3/g至14.27 cm3/g；C1煤层两极值为0.002cm3/g至7.56cm3/g (详见表4-5-1-1至4-5-1-4)。2、地质勘探单位根据各可采煤

156、层取样化验资料，绘制了中4煤层和B2煤层的瓦斯等值线图（详见图451和图452），根据该井田瓦斯等值线图和瓦斯化验资料分析，该井田各煤层大部分处在低瓦斯区内，仅有B2煤层西北角有一块区域瓦斯含量超过10 cm3/g。3、地质勘探报告对该矿瓦斯赋存情况的论述：测试资料表明，区内瓦斯在平面上呈西北部大，而东南部小，向西北方向有增大的趋势，在垂直上随深度的增大而增大。井田内Y4-10孔B2煤CH4含量为14.27 cm3/g，是区内瓦斯测量值的最大值。该孔在取得煤管提离井口放在台板上准备卸钻头时，煤蕊突然从取煤管中喷出，煤屑最远喷出67米。该井田地质勘探报告未确定该矿井的瓦斯等级。(二)建井准备期间

157、瓦斯赋存情况资料针对地质报告提供的资料，新矿集团非常重视该矿的瓦斯管理和防治工作，因此，委托河南理工大学进一步对XX矿的瓦斯状况进行评价。1、在施工该矿井主井、副井、风井井口检查钻时，共取煤样11个，并分别测定了瓦斯含量、煤体结构、瓦斯放射初速度、煤的坚固性系数和煤层瓦斯压力等指标（具体见表4511至4514和表452）。2、河南理工大学根据主井、副井、风井井口的检查钻中采取煤样测定的各项指标和该井田地质勘探资料，结合矿井瓦斯赋存及防治理论，对XX矿井瓦斯状况作出了如下结论：（1）井田各主要煤层瓦斯含量极不均衡，两极值相差很大，为0.0007 16.22cm3/g。中4、B2、C1煤层的平均瓦

158、斯含量分别为5.35 cm3/g、5.47 cm3/g、5.17 cm3/g。主要处于瓦斯带。（2）井底车场（含风井）及附近块段，主、副井及风井检查孔中4煤层的CH4含量分别为8.23 cm3/g、10.87 cm3/g和0.67 cm3/g；其中CH4含量副井较高、风井较低；主、副、风井检查孔B2煤层CH4含量分别为2.37 cm3/g、9.35 cm3/g和3.46cm3/g，其中CH4含量副井较高、主井和风井较低；对C1煤层的CH4含量，仅测定了副井检查孔，为16.22 cm3/g。CH4含量明显与地质结构及埋藏深度有关。（3）中4煤层的瓦斯压力较低，主、风井检查孔分别为0.45Mpa和

159、0.2Mpa；B2煤层的瓦斯压力焦较高，主、副、风井检查孔分别为0.91 Mpa、1.02 Mpa和0.63 Mpa；C1煤层的瓦斯压力居中，在主、风井检查检查孔分别为0.60 Mpa和0.65Mpa。（4）各煤层煤的瓦斯放射速度较小，均在5以下；但煤体破坏程度较大，多见类以上构造软煤；煤的坚固性系数较小，均在0.2左右。(5)XX矿各开采煤层不能定为煤与瓦斯突出煤层，但由于北邻矿井张集煤矿深部（780水平以下）煤层定为突出煤层，所以，XX煤层主采煤层不排除有瓦斯突出的可能，因此，XX煤矿井筒和石门揭露煤层时，应进一步确定各可采煤层的突出危险性。（三）临近矿井瓦斯赋存情况1、张集煤矿位于XX井

160、田北部，为原徐州矿务局下属煤矿，该矿原为高瓦斯矿井，深部（780水平以下）定为突出矿井。2、义安煤矿位于XX井田附近，瓦斯等级为突出矿井。3、袁庄煤矿该矿井为淮北煤业公司下属矿井，位于XX井田的东部，瓦斯等级为高瓦斯矿井。（四）矿井初步设计对XX瓦斯赋存条件的论述XX矿井及选煤厂初步设计中指出：“根据地质报告提供的中4和B2煤层瓦斯含量等值线图及煤测试资料，个别可采煤层的深部瓦斯含量超过10m3/t，参照临近袁庄、义安、张集煤矿均为高瓦斯矿井。综合分析，本井田为高瓦斯矿井。设计对XX矿井瓦斯突出危险分析如下：“测试指标表明：各煤层媒体结构类型大多为类；瓦斯放散速度P在2.5634.534之间，

161、小于临界值10；煤的坚固性系数（f）值在0.200.21之间，小于0.5；煤层瓦斯压力p值，各煤层有所不同：中4煤层为0.20.456 Mpa，小于临界值0.74 Mpa；B2煤层在深部（880煤以下）分别达到0.91和1.02 Mpa，大于临界值0.74 Mpa；C煤层为0.60.65 Mpa，小于临界值0.74 Mpa。按防突细则第26条标准及上述参数测试结果，本井田为高瓦斯矿井。但鉴于附近张集矿井深部已定为突出矿井，且XX矿井部分参数达到突出临界值，因此，XX矿井应按突出矿井设计。（五）对XX矿井瓦斯赋存情况的认识通过对XX矿井地质勘探报告、XX矿井瓦斯评价报告、周围矿井瓦斯赋存情况和矿

162、井初步设计的分析，我们认为：1、XX矿井暂定为高瓦斯矿井，但按突出矿井设计。2、XX井田各煤层瓦斯含量极不均衡、两极值相差很大，浅部瓦斯含量小于10m3/t，B2煤层的西北部瓦斯含量超过10m3/t，个别煤层的部分地区甚至有突出的危险性。3、矿井建设期间，在未确定本井田各煤层无突出危险前，瓦斯防治应按突出煤层管理。4、矿井建设期间，在揭露煤层时，应进一步确定各可采煤层的突出危险性。二、建井期间的瓦斯防治根据安徽省萧县XX煤矿各煤层赋存情况，该矿在建设期间的瓦斯防治工作必须作为重中之重的大事来抓。各煤层在没有鉴定为不突出煤层前，建井期间的施工和施工中的防治措施必须严格按照原煤炭部煤安字【1995

163、】第30号文防治煤与瓦斯突出细则进行。（一）建设期间瓦斯防治的要求：1、由于新矿集团各单位在生产、建设实践中遇到的高瓦斯和突出矿井较少，施工、管理经验少；所以，整个建设期间的瓦斯防治工作应在有资质、有经验单位的指导下工作；施工队伍应尽量选择有一定经验的单位，施工前应按规定进行专门的防治瓦斯（包括防治煤与瓦斯突出）知识的教育。2、井筒、石门、斜巷在揭露煤层前，必须编制专门设计，报XX筹建处和集团公司总工程师批准。由施工单位组织全体入井人员进行学习、考试合格方能上岗。在施工过程中严格执行安全措施的规定。3、在整个施工过程中，必须有地质资料，做好对突出危险性的预测，制定防治突出具体措施及其检验方法、

164、安全防治措施，建立贯彻执行防治措施的责任制。4、防治煤与瓦斯突出细则第6条规定：“新井建设期间所有矿务局必须根据揭穿各煤层的实际情况，重新验证煤层的突出危险性。”因此，在井筒和井底车场揭穿各煤层的突出煤层时，应由有资质的单位编制专门设计，提取煤样进行化验，重新鉴定各煤层的突出危险性和井底车场附近的区域突出危险性。掘进工作面施工到一采区上下车场附近也应由有资质的单位编制专门设计，提取煤样进行化验，验证一采区及附近的区域突出危险性。5、在没有鉴定煤层为不突出煤层或施工区域为无突出危险的区域前，任何两个采掘工作面都应实行独立通风不得串连通风。各工作面应由经培训并取得合格证书的专职瓦斯检查员随时检查瓦

165、斯，发现瓦斯超限应立即将人员撤至安全地点，报告调度室，采取措施进行处理，待确认工作面安全后方能恢复生产。6、在没有鉴定为不突出煤层或该区域无突出危险时，施工过程应严格按照防治煤与瓦斯突出细则规定执行。7、在建设期间施工过程中，应尽量加大各工作面的供风量，使新鲜风能充分冲淡风流中瓦斯含量，供风量不足时，应优化通风系统，更换局扇加大供风量或减少工作面个数，以保证生产工作面的风量。8、建井期间的所有工作面必须采用压入式通风。9、掘进工作面的局部通风机应采用三专（专用变压器、专用开关、专用线路）供电；也可采用装有选择性漏电保护装置的供电线路供电，但每天应有专人检查一次，以保证局部通风机可靠运转。（二）

166、井筒施工中的瓦斯防治 XX矿井初步定为高瓦斯矿井，但不排除各煤层局部区域有煤层与瓦斯突出的可能，因此必须严格瓦斯管理，采取严格措施，防止瓦斯事故的发生。1、井筒穿过煤层时，是容易发生瓦斯事故的危险区段，井筒穿过煤层共5层，即为中3上、中3下、中4 3、B2、C1煤层。五个煤层根据间距可分为前组（3上、中3下、中4 3煤层）和（B2、C1煤层）。预计每组煤层探测、排放瓦斯工期为一个月，共2月2、井筒探放和揭穿各煤层前，必须聘请有资质的单位编制防治瓦斯和防止煤与瓦斯突出的专门设计报集团公司，经集团公司总工程师审批后认真执行。3、在井筒工作面距煤层（煤层大于0.3米）10米（垂直）处，至少打2个前探

167、钻孔，查明赋存情况。如果立井工作面附近有地质构造（断层、褶曲或煤层走向与倾角急剧变化），前探钻孔不得少于3个。前探钻孔的布置、深度、钻孔直径及打钻安全措施应在设计中明确规定。施工单位应在有资质并有经验的单位或人员的指导下取样化验收集有关参数，预测工作面突出的危险性。当预测为突出危险性工作面时必须采取防止突出措施，经效果检验有效后，可用远距离放炮或震动放炮揭穿煤层；若检验无效，应采取补充措施，并经措施效果检验后，用远距离放炮或震动放炮揭穿煤层。当预测为无突出危险时，可不采取防治突出措施，但必须采用震动放炮揭露煤层。当井筒工作面穿过厚度小于0.3米的煤层时，可直接用震动放炮揭穿煤层。4、井筒施工中

168、每次放炮，必须将所有人员撤至地面安全处，其具体位置应在专门设计中规定。采用远距离放炮或震动放炮揭穿煤层时，应在专门设计中明确规定：放炮布置、深度、装药量、封泥材质及长度、放炮距离和位置，打眼、装药、封眼、放炮的具体规定和注意事项等。5、防治突出措施：可采用排放钻孔措施、金属骨架措施等，根据工作面突出危险性预计情况，应在专门设计或措施中明确确定采取什么防突措施，并对采取措施的方法、步骤、安全注意事项等内容作出明确交待，并传达给所有施工人员严格执行。6、井筒施工中的揭穿煤层的整个过程（即从井筒工作面揭露煤层前，距煤层10m开始至穿过煤层10m以上）应始终在有资质并有经验的单位或人员的指导下工作，并

169、有经培训合格的专职瓦斯检查员经常瓦斯，发现瓦斯异常或超限，应立即撤出人员采取措施进行处理，待经检查确认无安全隐患时方能恢复工作。7、井筒施工中应供给充足的新鲜风流，工作面作业规程对工作面风量、风机位置、风筒管理、风筒直径和材质有明确规定，并在施工中严格执行。8、一部局部通风机只允许向一个井筒工作面通风，严防风量不足或喝循环风的现象出现。为保证工作面通风，每个工作面应配备两台风机（一用一备）有条件时要配备双电源，并能自动切换。9、全岩掘进也要配备专职瓦检员检查瓦斯，每班检查瓦斯不少于2次，每次间隔时间不少于2小时。在施工过程中每班要填写瓦斯牌板和瓦斯班报，每日要填写瓦斯日报，报施工单位负责人和施

170、工单位技术负责人审查签字。发现瓦斯涌出异常或瓦斯超限，瓦斯检查员有权停止作业，撤出人员，并应立即报告值班室采取措施进行处理。10、井口周围地面20m内及井口以下不得烧焊、吸烟、炉火等明火，该范围内的设备、照明、信号必须为防爆型，并有防爆合格证。（三）石门揭煤时的瓦斯防治1、主、副、风井到水平标高后应停止掘进，打钻探测该井筒在本水平的准确位置（层位）。2、由有资质并有经验的单位编制专门设计，经矿井筹备处和集团总工程师批准，并传达、学习、考试后执行。3、在有资质和有经验单位的指导下打钻、取样，测定煤层瓦斯压力，确定该煤层及工作面附近的突出危险性。在石门工作面距煤层5米（垂距）以外，至少打2个穿透煤

171、层全厚的测压（预测）钻孔，测定煤层压力、煤的瓦斯放射初速度指标与坚固性系数等瓦斯解析指标。4、为防止误穿煤层造成事故，在石门工作面距煤层5米时，应在石门工作面顶（底）部两侧补打3个小直径（42mm）钻孔超前距离不得小于2米。5、当岩巷距煤层不足5米且大于2米时，为防止岩巷误穿煤层，必须及时采取探测措施，以准确掌握煤层层位，保证岩柱厚度。6、石门揭穿突出煤层前，当预测有突出危险时，必须采取防止突出措施，经效果检验有效后，可用远距离放炮或震动放炮揭穿煤层；若检验无效，应采取补充措施，经措施效果检验有效后，用远距离放炮或震动放炮揭穿煤层。当预测为无突出危险时，可不采取防突措施，但必须采取震动放炮揭穿

172、煤层。7、石门防治突出措施可采用抽放瓦斯、水力冲孔、排放钻孔、金属骨架或其它经试验证明有效的措施。其石门具体采取的措施应在设计中明确规定。8、主副井贯通揭煤只允许从一个方面进行，如从副井底开始打钻，采取防突措施进行效果检验，经检验证实措施有效后揭穿煤层，此时主井井底掘进工作面应停止作业（停止作业地点最晚应离煤层发现距离10米）但不得停止局扇供风。特别在副井侧放炮（震动炮或远距离放炮）前，两侧迎头应测定有害气体，并将人员全部撤离安全地点（升井）。9、为保证石门揭煤的安全，其全过程应由有资质并有经验的单位参加并现场指导。10、在主副井贯通前揭穿煤层放炮（震动放炮或远距离放炮）时，主副井工作面全体人

173、员应撤至地面。11、通过井筒揭煤和井底车场石门揭煤过程中测定、取样等手段，验证井底车场区域突出危险性，以指导下一段施工。12、每次揭露煤层前都必须编制专门设计（或措施），报筹备处总工程师审批后传达学习后认真执行，且必须由有经验的人员现场指导。（四）岩石巷道施工中的瓦斯防治1、主副井贯通后，应完善通风系统，形成副井进风，主井回风的通风系统。2、井底车场施工应将C1煤层底板的车场巷道超前掘探。根据车场附近区域突出危险性验证的实际情况编制专门防治措施，规定一定掘进距离必须向C1煤层打钻探测，确保岩石巷道至C1煤层的法线距离不小于10米，并及时验证提供的地质资料，掌握施工动态和围岩变化情况，防止误穿煤

174、层。3、布置在B2和C1煤层之间的走向巷道，应根据C1煤层的底板走向方向掘进。掘进一定距离后，必须向B2和C1煤层打钻，确定迎头的准确位置（层位），并验证B2煤层各位置突出危险性，防止因煤层走向变化或遇断层而使掘进工作面误穿煤层。4、当煤层有突出危险时应编制专门措施采取防止突出措施。经验证煤层无突出危险性时，可不采取防突措施，但仍应打钻探测掘进迎头的准确位置（层位），防止误穿层位。经验证煤层有突出危险时应采取防突措施。5、一采区回风上山布置在C1煤层底板中，在掘进过程中应向C1煤层打钻探测，鉴定C1煤层在该区域的突出危险性。当有突出危险时，应采取措施进行处理，为该采区轨道上山和皮带上山掘进创造

175、条件。（五）煤巷施工中的瓦斯防治1、在煤层中掘进巷道前，应对该煤层巷道及该区域进行冲击危险性鉴定，根据鉴定的实际情况编制专门设计。设计应经建井处总工程师批准，经传达学习后严格按设计施工。2、当鉴定该煤层或该区域无冲击性危险时，可只采取防护措施，不采取防治煤与瓦斯突出的措施。若鉴定该区域该煤层有煤与瓦斯突出的危险时，应采取防治煤与瓦斯突出的措施，并经检验措施有效果时，才能采取防护措施后进行施工。3、在煤层中掘进平巷时，可采取超前钻孔、松动爆破、前探支架、水力冲孔或其它经试验证实有效的防治突出措施。其具体采取的措施，应在设计中有明确规定。4、各种措施的施工参数应在设计中明确规定。当煤层赋存状况发生

176、变化时，应及时探明情况，再重新确定参数。5、在煤层中掘进时，应对放炮人位置、停电范围、放炮距离和位置、警戒位置、迎头通风方式和风量等有明确规定并严格执行。7、XX矿井设计井底车场区域和一采区区域分别进行煤与瓦斯突出危险性验证。经验证两区域各煤层均无煤与瓦斯突出的危险性，则可采取防护措施后按设计施工。若该区域煤层有突出危险性，则应进一步研究是否修改设计，变动巷道位置，但必须采取防突措施。8、XX矿井建井期间的煤巷掘进应在有经验、有资质单位和人员的指导下进行，以及时正确地采取措施，保证施工安全。（六）在地质构造带施工中的瓦斯防治地质构造带是矿井瓦斯防治的重点区域。在施工中容易造成瓦斯涌出异常甚至造

177、成煤与瓦斯突出，因此，在该区域中施工，必须加强管理，完善瓦斯防治措施，保证安全。1、地测部门应及时分析矿井地质资料，并及时采取钻探、物探等手段，掌握施工动态和煤层、围岩变化情况，验证提供的地质资料，及时预测预报施工地点附近的地质构造变化情况，以便及时采取防治瓦斯的措施。2、在地质构造破碎带应尽量不布置石门。必须布置石门时，应编制专门设计，采取有效措施，确保石门揭煤安全。否则，就应修改设计，重新选择安全位置布置石门。3、在巷道施工中，应编制打钻等探测措施，探明地质构造变化情况及时采取措施，防止巷道误穿地质构造带。（七）采煤工作面的瓦斯防止措施1、矿井第一个采煤工作面方出后，应定期进行工作面的瓦斯

178、检查，并由有资质的单位进行煤层突出危险性鉴定。2、根据鉴定情况编制专门设计，制定明确的防治瓦斯的措施，并严格执行。第六节 建井期压风建井期压风分两个阶段；即井筒施工阶段和井下巷道掘进阶段。井筒施工阶段由施工单位自建临时压风机房，井下掘进阶段利用提前建成的永久压风机房和副井永久管路供风。一、井筒施工阶段：主井、副井及风井各安排一个施工队伍，各自建压风机房，其位置应符合施工组织设计地面布置统一安排。三个井筒的风动工具装备相同。以一个井筒为例，风动工具配备如下：工序风动工具名称数量单位耗风量m3/min同时系数钻眼伞钻FJD-6A1600.75风动潜水泵BQF-50/524.50.5风动段钎机GK-

179、50140.25抓岩机HZ-61240.5风镐21.20.5凿井期间伞钻打眼耗风量最大，钻眼出矸不同时作业，耗风量计算：Q1.151.151（1600.7524.50.5140.25）66.79m3/min 根据以上计算，主、副井筒在一个工广内，合建一座压风机房安装5L-40/8型压风机4台，伞钻打眼机3台同时工作，出矸时开一台。风井工广建压风机房安装2台同型号的压风机，单台压风机排气量40m3/min,排气压力0.8Mp,电动机功率250Kw,电压6KV。二、 三个井筒分别到底后井下掘进用风 副井到底后需要打马头门，此时仍用井筒施工时压风机和井筒管路供风。马头门掘进后，停止用压风，转入井筒装

180、备阶段。主井到底后需开凿主副井贯通和井底车场巷道，安排2-3个掘进迎头，风井到底后需开凿总回风巷和回风上山，此时继续利用凿井时的压风机和井筒管路提供压风。直至副井井筒装备完成和永久压风系统建成。三、副井形成提升能力后井下掘进用压风.井下最多可安排8个掘进工作面。其中6个全岩2个煤巷，井下同时工作的岩巷掘进工作面最多6个，6个工作面配备风动机具如下表：风动工具名称数量单位耗风量m3/min同时系数凿岩机YTP-26G283.00.5风镐MLCZ-6121.20.5喷浆机2P-IV680.5单体锚杆机64.00.5计算用风量：Q1.151.151（2830.5121.20.5680.5640.5）

181、112.7m3 /min 副井形成提升能力后，井下巷道掘进工作全面展开，因此要求永久压风站安装应与副井提升系统安装同步进行，确保副井正式提升时，压风机全面投入运行。初步设计中永久压风站在工广主井北侧，设计安装4台SA-250W压风机，3台工作1台备用。单台排气量40.5m3/min,3台工作压风机总排气量121.5m3/min。根据计算永久压风机房的工作压风机能满足6个岩巷掘进队的用风量。四、压风管路选择： 1、 井筒施工阶段临时压风机房至各井口供风管路采用1596焊接钢管。 2、永久压风机房至副井井底供风管路，按初设选用2457焊接钢管，与副井井筒装备同时完成。第七节 建井期排水整个建井期间

182、临时排水分三个阶段，即井筒掘砌时排水，主井和风井到底后部分巷道掘进时的排水；副井形成提升能力后的临时排水。一、 井筒施工期间的排水1、主井井筒施工期排水 井筒施工中用钢丝绳悬吊1086排水管路，当井筒用水量小于10m3/h时，工作面涌水量通过风泵排入吊桶提至地面。当工作面涌水量大于10m3/h时，单靠吊筒排水已不能保证施工顺利进行，这时需在上层吊盘设置水箱，中层吊盘安装水泵。工作面涌水通过风泵或潜水泵排至吊盘水箱，再通过吊盘上安装的卧泵排至地面。 为了充分利用施工单位的现有设备，中层吊盘安装2台DC50-8012型卧泵（一备一用）水泵的技术特征：流量50m3/h，扬程960m，电机功率6kv

183、280kw。主、副井筒接近到底时，可能水泵扬程不够，排不上水，则重新更换水泵。 排水电源选用MYJV32-10KV 33 5mm2高压电力电缆从地面随排水管路敷设至吊盘。高压起动柜有高压电机厂家负责配套。2、 副井井筒施工期排水副井井筒施工期排水方式和主井相同，设备的配备也一样，故不再重述。3、 风井井筒施工期排水井筒悬吊一趟1086的排水管路，当用水量小于10m3/h时，工作面涌水通过风泵排入吊桶提至地面，当涌水量大于10m3/h时，单靠吊筒排水已不能保证施工的顺利进行，这时需在上层吊盘上安装水箱，中层吊盘上安装2台水泵（一备一用），工作面涌水通过风泵或潜水泵排至水箱在由吊盘上安装的水泵将水

184、排至地面。风井井口标高45.1m .井底标高-650m，井筒到底后需排水泵的扬程约为：H1.1(45.16505.5)770.66m故吊盘上安装的水泵选用DC50-8010型，其技术特征：流量：50m3/h 扬程：800m 电机功率：280kv 6000V，排水泵电源用MYJV32-6000 335mm2高压电力电缆从地面沿排水管路敷设至吊盘。高压启动设备由电机厂配套。二、井筒到底后的临时排水1、风井到底后临时排水风井首先到底，到底后仍利用吊桶提升开始总回风巷的掘进。此时仍用井筒施工的水泵和管路，井底水窝作水仓，仍用沿井筒敷设的高压电缆，只是电缆不仅带水泵，还要通过变压器向掘进低压设备供电。2

185、、主井到底后的临时排水主井井筒按施工进度08年7月中旬到底，副井7月下旬到底，同时主、副井贯通，7月底副井开始井筒装备，主井将利用吊桶提升开始平巷掘进，此时副丼的涌水也将由主井排出，增加了水量。因此在开始掘进前首先在主井井筒再安装一趟1086的排水管与原有的1086排水管并联使用，加大排水量。同时还要安装一趟159的下料管，都是沿井壁固定安装，大约需810天，然后开始掘进。主井的临时排水实际上分两个阶段；第一阶段，用原有井筒施工的水泵和两趟并联的管路排水，原有的335mm2 6 KV电缆，不仅要带水泵，还要通过变压器带掘进低压设备用电。直至井下临时泵房配电所安装完成投用，时间仅一个月左右。第二

186、阶段，08年8月下旬，井下临时泵房配电所安装完成，掘进巷道的涌水将全部由临时泵房排出，仍用主井的两趟1086管路。因临时泵房水泵和配电所都是10KV电压，所以还要用主井的335mm2高压电缆改送10KV（电缆本身就是10KV）。同时由临时配电所供掘进用电。主井底的配电点撤出。三、井下临时排水系统井底车场和部分采区巷道揭露岩层局限于C1煤附近，预计在该施工期间涌水量为3m3/nin,临时水仓按一小时的涌水量计算，其容积为180m3，水仓长度为22.5m。考虑到通风需要，水仓断面按10m2施工。临时泵房、水仓布置在主井附近临时车场一侧，排水管路经临时车场沿主井敷设。按照施工进度，08年8月下旬临时

187、泵房变电所投用，先由主井的2趟108管路排水，至09年1月下旬副井装备及永久电缆、管路完成，而主井即将开始装备，所以排水管还需改到由副井永久管路排水，10KV电源也将改由永久电缆供电。临时排水泵的选型；涌水量Q120m3/h 、排水高度H45.1850895.1m.水泵排水能力Q泵1.2Q1.2120144m3/h水泵所需扬程H1（H 5.5）1.1990m选用两台MD160-8412型耐磨泵，流量；160 m3/h，扬程；1008 m,配YB630M2-4防爆电机10kv 900kw,电抗器启动。临时排水管使用已经安装完成的副井永久325管路，由于管径大，阻力小，容易造成水泵流量过大，造成电

188、机过负荷，因此必须采取人为的增加阻力措施。一是开泵时要适当掩小水闸门，二是井口出水管加焊一段小直径钢管并安装水闸门，调小排水流量。三是注意启动柜上的电流表指示，不超过55A，水泵流量不过180 m3/min，防止电机过载。第八节 建井期排矸和临时储煤场一、井筒施工排矸 三个立井井筒均采用吊桶提升矸石提至井口自动翻矸，落地排矸，用ZL-50型装载机装东风10吨自卸汽车运至工广回填或至指定地点。二、副井形成提升能力之前掘进排矸 副井形成提升能力之前，确定主井、风井均不改绞。主井、风井均承担井底车场、总回风巷等掘进排矸任务，仍用吊桶提升。为保证提升能力，在井底以下8-10米左右安放吊桶，安装简易定量

189、仓，上部安装简易手动前倾式翻车机，矿车进入翻车机后手动翻矸，手动返回。主井为加大排矸量安装2台前倾翻矸机，两侧进出车。三、副井形成提升能力后排矸和掘进煤储存 副井形成提升能力后，井下掘进矸石量加大，进入采区后煤巷掘进的原煤需要储存，在工广西北角沉淀池处做临时排矸场，在工广副井和矿灯房北边做临时储煤场。从副井口至储矸、储煤场铺设临时轨道，用道岔把煤和矸石车分开，储煤场安装1台1吨前倾式卸载架和一台JD-25调度绞车。原煤通过汽车外运销售。 在矸石堆场安装高位翻车机1台（和济阳矿井一样），矸石卸至场地，然后用装载机装入自卸式汽车运出回填工广。第九节 建井期的井上、下通讯、信号、照明一、 通讯 采用

190、IP电话通讯方式，共设48门，实现筹建单位，施工现场五位拨号，租用电信通道可实现与集团公司五位电话直拨，通过当地电信中继，就地入当地通讯网。地面临时变电所应按一台座机并配无线通讯电话与上一级变电站联络。 建井后期，行政办公楼已建成，按设计安装永久数字程控调度总机，扩大建井期各用户。二、 井筒施工信号 各井口应分别选用成套井筒信号装置KJTX-SX-1型控制台，选用KVV-142.5电缆作为通讯信号电缆，实现井口、井下、绞车房及各稳车区声光兼备信号，并设机械拉引信号作为后备。井下掘进用调度绞车、防爆电机车及皮带运输均应按安全规程配齐信号装置。三、照明 1、工广场地室外照明。采用临时照明，工广内临

191、时道路，轻轨线、施工作业地点，均需安装临时照明，用19010水泥杆架设，灯距50米，灯距地面6.5米，每杆一盏GGY-125-250高压水银灯。由临时配电所集中控制。2、井筒照明。由配电所提供三相四线制电源供井口、稳车区各大临设施，室内照明。由井口配电点的660/127V照明综保供井下照明及信号。照明、通讯、信号选用KVV-500,142.5矿用控制电缆送至井下。两层吊盘分别设防爆接线盒，各安装KB-100矿用白帜灯4盏，掘进工作面安防爆投光灯一盏。由井口房沿井架4个腿用方木横担绝缘子绑扎固定电缆各一盏125瓦高压水银灯，翻矸台上安一盏500W水银灯。第十节 建井期的供热利用永久锅炉房临时安装

192、锅炉一台，主要为中后期副井口加热以及单身宿舍等其他施工部位使用。永久锅炉房340m2安装4T,6T锅炉各一台，可以考虑先安装一台4T锅炉供临时用，由于工广未经回填只能按装临时管路（100管路，400m）。第十一节 建井期的给排水一、 建井期给水：建井期日用水量经估算，日最大用水量900m3，其中施工消防为650m3/日，生活用水为250m3/日，由于用水量全日不均衡，用水点分散，并有昼夜连续供水的要求，因此临时供水系统必须有足够的可靠性。当前，XX筹建处与施工单位签定的合同规定，施工单位的施工生活用水由本单位自行解决，甲方不予集中供水。目前现场按谁施工谁打井的办法组织实施。永久水源，设计单位尚

193、未提出方案，因此无法组织提前施工。二、 建井期排水：前节在工广总平面布置中已作简述。建井期间主要排放水有雨水、井下水、生活污水、生产废水，初期排量较小，后期逐步增加。在工广竖向设计未形成之前必须保证将上述水量及时外排。安排在场内二横三纵主要公路干道一侧边沟作砖砌水沟（水泥沙将砌筑并抹面）平均断面为400500、坡度35，按自然地势由北向南，汇集于工广的南侧集中沿公路边沟外排，总长约计1200m。第十二节建井期供电按照初步设计，矿井建35KV永久变电所一座，安装2台SF912500/35、35/10.5KV、12500KVA主变压器（1用1备），两回路35KV电源线路均引自红庙110KV变电站3

194、5KV侧不同母线段。导线为LGJ185，长度约20公里，全线架GJ50避雷线。线路杆塔均采用双回路铁塔同塔架设。矿井建设前期，在永久供电系统未形成前，为满足井筒冻结、井筒掘砌、井底车场巷道掘进和地面工程施工、生活照明等用电的需要，需建临时供电系统，即井上井下均建临时变电所。临时供电电压为10KV，矿井建设后期，即副井形成提升能力后，永久变电所亦已建成，副井下井电缆已敷设完成，临时供电系统将逐渐转移到永久系统上去。一、 两个工广的供电负荷统计两个工广即为矿井地面工广和风井工广。建井期两个工广的供电负荷主要是：井筒冻结用电负荷；井筒掘砌用电负荷；井底车场巷道掘进、排水和地面工程施工、生活照明用电负

195、荷。现将有关用电负荷统计如下：1、 井筒冻结负荷详见冻结用电统计表。井筒冻结期间，同时运转电机总功率：主、副井为1804KW风 井为902KW最大用电计算负荷：主、副井为1529.8KW风 井为764.9KW由冻结施工单位自行安装二台10KV变压器，容量分别为1600KVA和1000KVA，保持冻结负荷为冻结负荷的50%。2、 井筒掘砌用电负荷，见井筒掘砌用电负荷统计表：(1)主井装机容量：2085KW计算负荷：1560KW(2)副井装机容量：2715KW计算负荷：2041KW(3)风井装机容量：1995KW计算负荷：1495KW3、 地面施工、生活照明用电负荷约300KW，取需用系数为0.8

196、，计算3000.8240KW主井、副井和风井三个井筒的冻结和掘砌，由于诸多不确定因素和现场实际条件的变化，出现用电高峰期有以下几种情况：(1) 主、副井和风井三个井筒同时冻结加地面土建生活用电，其负荷为（3764.9+240）0.852154KW。(2) 主、副井和风井三个同时掘砌加保持冻结加地面土建生活用电，其负荷为（1560+2401+1495+3764.950%+240）0.855511KW。(3) 主、副井冻结段掘砌加保持冻结加风井冻结加地面土建生活用电，其负荷是（1560+2041+2764.950%+764.9+240）0.854565KW。(4) 主井、风井冻结段掘砌加保持冻结加

197、副井冻结加地面土建生活用电，其负荷是（1560+1495+2764.950%+764.9+240）0.854100KW。（式中0.85为同时系数，根据设计规范规定，变电所6（10）KV母线最大负荷同时系数为0.8-0.9）通过上述几种情况的分析计算，即可看出主、副井和风井三个井筒同时掘砌，同时保持冻结是用电负荷最高时期，因此检验10KV临时变电所电源线路的供电能力以此为依据。即建井期用电最大负荷为5511KW。井筒冻结用电负荷统计表 表5121井筒设备名称同时系数功率因数每台功率KW台数合计KW计算负荷KW主井冻结用电量902764.9冷冻机10.852033609517.65盐水泵10.85

198、1102220187盐水搅拌机10.85663630.6清水泵10.803713729.6副井冻结用电量902764.9冷冻机10.852033609517.65盐水泵10.851102220187盐水搅拌机10.85663630.6清水泵10.803713729.6风井冻结用电量902764.9冷冻机10.852033609517.65盐水泵10.851102220187盐水搅拌机10.85663630.6清水泵10.803713729.6井筒掘砌用电负荷统计表 表5122井筒设备名称同时工作台数功率因数每台功率（KW）台数工作容量（KW）计算负荷（KW）主井绞车10.85100011000

199、850压风机22502500400水泵10.82801280224风机10.823016051搅拌机4514538.25其他负荷200200170合计20851733.25同时系数KX0.920851560副井绞车（一）10.85100011000850绞车（二）10.856301630535.5压风机22502500400水泵10.82801280224风机10.823016051搅拌机4514538.25其他负荷200200170合计27152268.75同时系数KX0.92041风井绞车（一）10.85100011000850压风机22502500400水泵10.82201220176风

200、机10.83013026.5搅拌机4514538.25其他负荷200200170合计19951660.75同时系数KX0.91495注：各种稳车不同时运行，故不计算负荷二、 两个工广的地面供电为满足建井期的供电要求，在地面工广永久35KV变电所附近，建10KV临时变电所一座，内设KYN28A-12型高压开关柜19台，SCB10-31510变压器1台，GGD2型低压柜2台。建井期内各施工单位的用电电源均由此变电所提供。该变电所10KV系统为单母线分段系统，双回路10KV电源线路均引自圣泉35KV变电所10KV不同母线，两回路电源线路的导线均为LGJ-240线路杆塔为35KV永久线路的双回路铁塔，

201、线路全长6.099公里。当最大负荷为5511KW时，两回路LGJ-240线路同时供电，其电压降为： V%=0.2995.51161/24.985%故经校验10KV两回LGJ-240电源线路能满足矿井建井期的供电要求。附两工广地面供电系统图（图5121）三、 主井到底后巷道掘进临时供电主井掘到底后，为加快掘进进度，需利用主井提升吊筒安排2个掘进队进行巷道开拓，因此要提供临时供电。临时供电的电源电缆，可利用井筒掘砌施工期间沿排水管敷设的一根排水用电缆MYJV32-10KV335mm2兼做掘进用，并在井底马头门附近建一个临时配电点，安装1台高压隔爆配电箱，一台带排水泵，另一台带矿用隔爆变压器，5台防

202、爆馈电开关，分别向3个掘进工作面供电。其供电设备的型号规格详见主井到底后巷道掘进临时供电系统图（图5122）。排水泵仍用井筒施工用的排水泵，当井下临时变电所投用时，电缆需改送10 KV（因临时泵是10 KV的），掘进用电也改由临时配电所供电。四、 风井到底后巷道掘进的临时供电风井到底后巷道掘进的临时供电方式与主井到底后巷道掘进临时供电相同，故不重述。其供电设备的型号规格详见风井到底后巷道掘进的临时供电系统图（图5123）。五、 付井形成提升能力后的井下临时变电所付井井筒装备完成，绞车提升系统完成，形成了永久提升能力，井下掘进队数增加，但井下永久变电所泵房及水仓尚未完成，为了满足掘进通风、运输、

203、排水用电，需建临时变电所和临时泵房。临时变电所设在井底车场副井底附近，工作电压10KV，安装KBV100-GA型高压防爆真空配电装置8台，其中3台200A的为双回电源进线和联络，2台100A带临时排水泵，3台50A的带3台KBSG2-315/1010/0.69KV矿用防爆干式变压器，安装低压防爆真空馈电开关12台，以满足井下用电的需要。详见井下10KV临时变电所供电系统图（图5124）。上述设备全部采用初步设计概算书中采区变电所和采区动力网中的设备，提前订货提前使用。当永久中央变电所建成后，全部撤除用于采区，不会影响采区安装。井下临时变电所的电源，分两个阶段。第一阶段当副井井筒永久电缆没有完成

204、时，其电源用主井井筒35 mm2高压电缆改送10KV。第二阶段，副井装备完成， 利用初设中永久下井两回10 KV ，MYJV42-10KV-3240mm2高压电力电缆。因为此时，下井电缆也已敷设完成，矿井地面35KV变电所也已经建成。第十三节 材料场地及混凝土搅拌站一、材料场地：施工材料按常规进行分类保管，如大宗材料必需堆置于建筑物附近，其它材料可堆放于项目部院内或仓库内保管。大宗材料主要有砂石、水泥、钢筋等，在施工总平面中安排三处为材料场地。（见总附图3）1、在主井北侧设一处场地主要为主副井施工使用,占地4080m=3200m2.2、在场前区予留单身宿舍位置作土建工程材料场地,占地约3500

205、m2.3、在选煤厂项目部东侧一处占地.4000m2.二、混凝土搅拌站:混凝土集中搅拌站在主副井口各设一处,其它工程因布置分散,可以灵活运用集中或分散,本设计拟设二处,其中一处在场前区的中部右侧,而另一处设于洗煤厂的中区,考虑井上下施工的特点如连续性和不均衡性等,不设大型集中搅拌站,而采取小型灵活的搅拌站.第十四节 建井期的火药储存及加工建井期间，建议在工广东北或北侧设临时炸药库及火药加工房。该位置地势高且附近有一段村路可以利用，以减少修路工程量（详见平面位置图5141）。炸药库最大容量500kg,雷管库最大存量为2000发，导爆索2000m，设土堤围护并外设铁丝围墙及门卫。 库房应具有防火、防

206、潮、防震、防雷、防冻及防鼠措施。炸药库最小安全距离见公式：R=K qR-最小安全距离（米）K-安全系数（取设土堤为3）q-爆炸的炸药重量（kg）则R=K q = 3 500 = 6770m（炸药库、雷管库设计应符合爆炸器材有关设计规程规定）雷管库与炸药库之间安全距离R = K NR -最小安全距离（米）K-取有土堤相隔K=0.04N-库内存放雷管数（个）R=K N=0.04 2000=1.7923m炸药加工可设在土堤外铁丝围墙内临时炸药加工房内。如附近生产矿井已建有永久炸药库并距离不超过5km，也可通过协商并经批准，采取有偿使用该矿火工品的办法，则可不建临时炸药库。赵官矿建井即采取此法。第十五

207、节 场内外公路及窄轨运输一、建井期场内外道路:在第五章第一节中已作简述。场外道路1.6km按永久设计已提前施工,目前路基已经基本形成,场内道路布置见施工总平面图,宽度6m，总长约1200m,形成纵横环形路线。因地表湿滑初期用砂石铺垫,厚度约10cm,后期以矸石填铺厚250300mm左右,以上将作为永久道路的路基,道路两侧水沟一侧为砖砌水沟,一侧为简易土沟。二、窄轨运输:场区窄轨运输主要在主副井筒到底后为井下运送材料设备提升矸石,工程煤等利用,地面窄轨直接通往材料设备车间场所及矸石煤炭堆,采用22kg/m轨型钢筋混凝土轨枕,总长约600m。第十六节 建井期间防排水、消防及环保一、工业广场位于废黄

208、河高漫滩区，在废黄河大堤以北，南北高差显著，总趋势西北高、东南低、工广南约500m左右有一条淮河水系的幸福河，为季节性河流。井口附近地面标高在+43.0m左右，井口标高为+45.1m,满足防洪要求。建井期间应采取以下措施：1、按工广自然地势形成自然排水。施工阶段结合临时水沟和道路边沟，以不小于3坡度向南导入正在施工的矿永久道路边沟。2、为解决工广消防与施工用水，拟首先施工处于工广北部的生产水池及泵房，其容量达1000立方米，以满足消防及施工用水。3、对重要场所如绞车房、配电所、压风机房、井口房、以及单身宿舍等，应按消防规定配置一定数量的灭火器和沙箱。4、临时建筑工程，除个别重要厂房如变电所、绞

209、车房、压风机房、炸药库等，应有较高的室内地坪外，其它临时工程的室内地坪应高于室外30cm以上。室外排水沟渠，应及时疏通，达到排水通畅。二、建井期间将对自然环境造成一定影响，应尽量减少对环境污染，采取措施如下：（1）矸石与工业垃圾全部回填工广内，生活垃圾集中堆放定期送垃圾场或埋入地下。（2）矿灯房工业废液经专门处理后排出。（3）办公室和宿舍污水经临时化粪池沉淀后排出。（4）锅炉房烟筒排烟设除尘装置，锅炉废渣回填工广。（5）噪音较大的压风机采取消音措施。（6）工广西400m为李集村，北500m为李圩村，东500m为南张庄，均距工广较近，应尽量避免在靠近上述村庄的建筑工地夜间施工。（7）根据现场实际

210、情况，有计划地安排绿化，做到矿井建成，绿化完成，改善环境。第十七节 建井期大临设备及永久设备的临时使用大临设备包括整个建井期内所使用的主要大型设备，其中，冻结所用的冷冻机、变配电设备，井筒掘砌所用的提升绞车、空压机、水泵、稳车、伞钻、抓岩机、变配电设备等，按照目前的工程施工管理体制，一般都有施工单位自行配置，不再逐项列出。本节主要列出需要建设单位提供的设施和设备，以及设计中的永久设备提前到货或安装供建井期使用 。见表5171和5172一、 机电临时工程及设备 表5171序号工程和设备名称规格型号单位数量备注1高压开关柜KYN28A台19地面临时变电所用2低压开关柜GGD2台2地面临时变电所用3

211、变压器SCB10-315/10台1地面临时变电所用4高位翻车机和济阳矿井相同台1临时排矸用5内齿轮绞车JD-251临时储煤场用6前倾式卸载架1t矿车用台1临时储煤场用7水泵MD-160-8412,10KV800KW台2井下临时泵房8装载机台1排矸储煤场运输用9自卸汽车东风10t台2排矸储煤场运输用10防爆高压真空开关KBU100-GA台3主井、风井底掘进用11防爆动力变压器KBSG2-T-315/6台2主井、风井底掘进用12内齿轮绞车JD-40-55台4皮带联络巷掘进一台，采区上山掘进3台二.建井期利用永久工程或设备表5172序号工程或设备名称规格型号单位数量备注1两回35KV输电线路LGJ-

212、240KM6圣泉变电站至矿井段235KV变电所座1全套设备安装3副井提升系统绞车、罐笼，天轮、井筒装备，操车设备等全套套1副井具备提升能力4空压机房空压机、风包、管路变电所全套套1空压机具备供风能力5扇风机房扇风机、变电所、输电线路、防暴盖等全套套1主扇风机具备运转排风能力6高压防爆开关KBU100-GA台10主井井底掘进1台，风井井底掘进用1台，井下临时变电所8台7低压防爆馈电开关KBZ-200台21主井底掘进用5台，风井底掘进用4台，井下临时变电所用12台8防爆干式动力变压器KBSG2-315/10台3井下临时变电所用9检漏继电器台3井下临时变电所用10照明综保干变台1井下临时变电所用11

213、锅炉房设备蒸汽锅炉2台，热交换器1套套1提前建成投用12程控调度总机CC08交换机套1办公楼建成后安装 说明：1.各工程开工竣工时间要求见设备安装工程接续及施工图计划表。2.6-10项设备全部采用初设概算书中采区变电所和采区动力网中的设备，提前订货使用，中央变电所建成后撤除，用于采区设备安装。 第六章 矿井建设工期及施工计划第一节 工程特点及工程安排原则 XX矿井田可采煤层是以薄煤层为主的缓倾斜煤层群，其上覆盖层厚度大，煤层瓦斯含量高并存在突出危险，煤系中砂岩是矿井建设和生产中直接充水含水层，具有突出危险，因此该矿在建设中有以下特点： 1、井筒深，施工难度大，工期长。特别在施工井筒下半段，施工

214、速度受提升能力限制明显减慢。同时每个井筒还将进行两次瓦斯探、排（每次一个月）和三次探、放水及注浆（每次20天），都将延长井筒施工时间。 2、初设将原煤和矸石车场分离布置，在建设工程主线中岩巷工程量和大断面巷道比例明显提高。 3、由于井筒深，受提升能力限制，副井永久提升能力未形成前只能安排两个掘进队同时作业。 基于以上特点，矿井建设工程应按下列原则安排： 1、在安全前提下加快施工速度。应按规定时间、地点进行瓦斯、地下水的探、排和注浆工作。在设计地点优先施工风库，保证通风安全。 2、井筒到底后，尽快形成井下临时通风、供电、排水和运输系统，保证二、三期工程顺利进行。 3、优先保证主线施工。 4、采区

215、巷道施工中，优先施工采区回风上山，在尽早明风之后加快工作面运输顺槽施工。 5、统筹安排，使矿、土、安工程尽量平行作业，加快施工进度。 第二节 矿建工程排队一、按照第一节矿建工程的安排原则，本施工组织设计安排：1、主、副井筒在施工中，均安排两段探放瓦斯60天，三段探水注浆60天，风井筒一段探放瓦斯30天，三段探水注浆60天。井下掘进在接近煤层时安排探测瓦斯，并相应增加工期。2、为加快主、副井贯通明风，在副井早于主井开工一个月的情况下，副井到底后，施工一段与主井联络巷道（其中包括等候室通道30m），既解决主副井尽早明风，又作为主井的临时车场，形成临时通风系统和运输系统。3、主、副井贯通明风后立即安

216、排副井装备。4、采区回风上山为施工主矛盾线中的关键工程。为减少施工中的瓦斯威胁，施工组织设计将初设布置在煤层中的回风上山，改在C1煤层的底板岩石中，并安排回风上山分别于-650水平下掘和-850水平上掘两段施工，以求尽快打透回风上山，达到与风井明风。计划安排在明风后一个月内，确保矿井永久通风系统运行。5、采区轨道上山、运煤上山、炸药库回风上山（850水平上掘）必须在回风上山明风后方能安排掘进。 二、依据提升能力安排掘进队伍1、主井、风井均不改绞。在副井形成能力前，主井和风井在分别到底后，各自在井底安装临时翻车机，利用凿井提升设施的3m3吊桶，担负井下掘进临时提升任务。按照其提升能力，-850水

217、平和-650水平各自可安排两个掘进队。待副井正式提升后，-850水平相继增加4个掘进队，达到6个队，-650水平保持2个掘进队由风井提升。在回风上山掘透后，风井停止提升，-650水平2个队，改为下运至-850水平，共8个掘进队由副井提升，其中4个队在采区施工，4个队在井底车场施工。2、根据现场施工条件，工作面上、下顺槽掘进未安排综掘，采用普掘。三、单进安排1、井筒：冻结段成井80m/月，基岩段90m/月。2、岩巷：1921m2，90m/月；1517m2，100m/月；1014m2，110m/月；9m2以下，120m/月。3、煤层上山：150m/月。4、峒室：800m3/月，交叉点1016天/个

218、。四、矿建工程分队施工计划附表 621 矿建工程施工计划表附表 622 矿建工程进度表第三节 安装工程排队全矿井设备安装共十七个生产环节，一百零二项单位工程。一、工程排队的原则1、本矿井设计自动化、机械化程度较高，施工要求工期短，工作量大，时间集中，因此开工前，应充分做好准备工作，校核设计图纸，查对设备、材料到货情况，提前培训队伍，编制好具体的施工组织设计和安全质量保证措施，选择最合理的施工方法，精心组织，合理安排，确保各项安装工程保质、保量、按时顺利完成。2、根据全矿井施工网络工程的需要，凡在主要矛盾线上的机电安装工程，需集中人力、物力，确保按时间表，只能提前不能拖期，否则会影响关键路线的进

219、度。3、根据矿建工程（如井下硐室）和土建工程（如机房）的竣工时间来安排机电安装工程。在具备安装条件的情况下，应尽量与矿建、土建平行作业，减少施工时间。4、尽可能优化资金和劳动力投入时间，使年度、季度间做到平衡，降低投入的高峰值。二、关键工程的具体要求关键工程是指该工程在整个矿井建设矛盾线上的重要工程，它如果不能按时完成，将影响到整个工程延期。因此对以下几项关键工程作重点说明：1、35kv永久电源线路和35kv降压站，是矿井建设后期和投产的关键，因此要提前建设。本施工组织设计安排在2007年9月开工，12月1日完成，考虑到红庙变电站至圣泉变电站13.5km施工线路施工难度大，但最迟也应在2008

220、年上半年送电投运。2、副井要确保在2009年1月形成提升能力，井下掘进工程才能全面展开，是本矿井建设最关键的一环。绞车安装、井筒装备、井上下施工等工程要环环紧扣并和土建、矿建紧密配合。副井井筒装备2.5个月后交土建施工井口房2个月，然后安装井口以上部分，用1.5个月。主井井筒装备2.5个月后交土建施工井口房3个月后，继续安装井口以上部分。3、与副井形成提升能力相配套的永久工程如压风机房及配电和井上管路，临时排矸，储煤的卸载架、绞车、轻轨铺设等都要提前完成，确保正常掘进。4、主扇风机应确保2009年9月1日投运，形成永久通风能力。该矿井为高瓦斯矿井，通风至关重要，否则影响井下掘进。扇风机安装、机

221、房变电所、供电线路均应提前施工，井口防爆盖等安装要和土建工程，密切配合。详见设备安装工程接续及施工图计划表631第四节 土建工程排队土建工程排队原则：1、对建井初期需安的临时工程凡永久工程可以代替的尽量利用永久工程。如:场外永久公路、供水工程、设备材料储存（器材库、棚）生产水池及泵房（供施工、消防用水）修理间等。 2、凡属矿井建设主要矛盾线上的工程，作为工程重点，不放宽施工季节，尽可能的缩短工期，以缩短矿井建设总工期，如副井井口房。 3、根据建井期各阶段的施工人员的增加相应的开工矿井的生活福利设施，如工区办公楼、浴室、更衣室、食堂等。 4、对占用资金较多且可以缓建的工程如办公楼、救护队办公室、

222、地磅房、场内公路等则安排在矿井投产前完成，以期达到较短时间的占用资金，提高矿井建设资金利用率。 附表641和642第五节 矿、土、安三类工程总量 矿、土、安三类工程总量 表651序号生产环节矿建（m）土建（m2）设备安装（项/台套）1井筒25352井底车场及峒室321314/403主要运输大巷及回风巷12941/44采区538611/635提升系统15257/496排水系统3714/217通风系统3102/238压风系统3102/309地面生产系统313311/3710安全技术及监控系统5/1611通讯调度及计算中心8/1312供电系统119120011/20413地面运输14室外给排水及供热

223、4905/4615辅助厂房及仓库231014/4316行政福利设施134945/1117场区设施8518居住区1608019环抱及三废处理5962/1820救护队140021措施工程146合计1306440933102/618 第六节 矿井建设主要矛盾线及建设总工期一、矿井建设主要矛盾线主井主副井联络巷(临时车场)副井车场（西段）南部车场（东段）采区回风上山首采工作面运输顺槽切眼工作面及顺槽安装。 总长3003m。二、建设总工期矿井建设自2006年10月1日开始准备至2007年2月20日完成副井试挖，施工准备期为5个月。自2007年2月21日副井正式开挖至2010年3月13日首采面具备生产条件

224、，2月14日至3月14日矿井联合试运转，2010年3月15日验收移交生产，建设总工期37个月。 第七章 矿井建设基价投资安排第一节 投资计算范围及安排原则1、矿井矿土安三类工程、设备及工器具购置的投资，以满足首采工作面具备投产条件为标准。2、矿建工程量及需用资金确定的原则：概算工程量与图纸不符的，以图纸工程量为准。投资额按该项工程概算经济指标乘以图纸工程量求得。如风井703m，概算800m，投资额按风井的施工设计量进行了调整。3、土建工程、设备购置及安装工程、工程建设其他费用：以概算的基础数据安排需用资金。对错误数据进行了修正，如生产培训费由1570万元，改为157万元；对采区设备采用租赁办法

225、，按概算所列采区设备总额217.65万元列入（概算明细资金额为4573.45万元）。4、对概算漏项：在矿建工程中漏主井检修通道360m、一个煤仓、首采面回风石门50m和二个交叉点，分别套用相近的概算指标计算为177.37万元、117.59万元、21.26万元和42.36万元，合计358.58万元，调入投资中。土建工程中的水源井、工广填方等漏项，待今后再进行调整。第二节 资金需用计划矿井移交投产，按概算指标计算共需资金44175.61万元(基价)。一、矿、土、安三类工程及设备购置资金27409.39万元。其中矿建工程15411.86万元，土建工程6050.46万元,安装工程5947.07万元,

226、设备购置7038.55万元。二、工程建设其它费用1、施工准备工程费用：安排投资1026.08万元。2、工程建设其它费用：安排投资4685.62万元。三、预备费：安排投资4015.96万元。附：表7-2-1. 表7-2-2. 表7-2-3第三节 逐年投资安排一、矿、土、安三类工程资金逐年需用投资安排，是根据施工组织设计工程排队的工期安排，分别列入发生年度。设备购置投资按要求设备到货年度安排。年初安装所用材料费，安排在上一年度。二、工程建设其它费用逐年需用投资安排，按矿、土、安三类工程或设备购置相关的工程建设其它费用，分别按比例摊入投资年度中。附表7-3-1. 7-3-2. 7-3-3本章所列附各

227、表均附于第十章之后第八章 建井期间的主要安全措施及质保体系第一节 矿建工程的主要安全措施及质保体系由于矿建工程施工条件复杂，地质条件变化多，水、火、瓦斯、煤岩尘、顶板、片帮等自燃灾害多，给施工安全带来很大威胁。而且，由于施工及管理人员在安徽省内施工工程较少，对施工工程的地质条件不了解，不熟悉、经验少，就增加了施工安全管理的难度，因此，施工中应始终贯彻“安全第一，质量第一”的方针，除严格执行煤矿安全规程、矿山井巷工程施工及验收规范和作业规程、安全措施外，还应采取以下安全措施：一、防治瓦斯、煤岩尘1、XX矿井为高瓦斯矿井，且有煤与瓦斯突出的危险性，因此，应特别加强瓦斯防治工作（该矿建井期间的瓦斯防

228、治在第四章第九节中以做了专题安排，施工中应具体落实）。2、巷道贯通必须执行煤矿安全规程第一百零八条的规定。3、完善喷雾降尘制度。按规定设置喷雾头及水幕，掘进工作面应定期清扫煤尘并洒水除尘，采用湿式凿（煤）岩、湿式喷浆、洒水喷雾装岩，严防浮尘和积尘。4、放炮使用水炮泥。5、按规定设置隔爆水棚。6、矿井投产前应进行一次矿井阻力测量。7、建井期间所有掘进工作面必须使用压入式通风。8、矿井试生产时间应在有资质单位的指导下进行一次瓦斯鉴定。二、水害防治1、巷道（包括井筒）施工中，接近含水层或断层、构造带、破碎带时，必须先探后掘，根据探水情况制定措施，并按措施施工，保证安全。2、对封闭不良的钻孔，应进行核

229、实，能重新启封的尽量重新启封。因该矿井钻孔施工时间长、资料不全，不能找到准确位置。不能实现重新启封的，要进行研究和在图纸上表明，施工接近该钻孔时，应编制措施边探边掘，打钻测量出准确位置，采取措施进行处理。3、该矿井上部F4断层落差较大、导含水性不清，在施工总回风巷及采区上山上部接近该断层时，应打钻探明工作面距该断层的距离及断层的导含水性，严防误揭断层造成水害。4、该矿三、四灰较近，厚度较大、水压较高，巷道（包括井筒）接近该层灰岩时，应打钻探明该两层灰岩的含水性、水压等，计算隔离岩柱的抗压强度，防止水害发生。三、立井施工安全1、防坠物主井（包括煤仓）施工中必须严格在作业规程中制定防止坠物的安全措

230、施，并按措施要求完善安全设施，严格管理。2、防片帮主井（包括煤仓）施工中必须按作业规程进行临时支护，并按规定进行掘、砌作业。实行敲帮问顶制度，严防任意加大段高，造成片帮。3、井筒（包括煤仓）过断层、破碎带时，应编制专门措施，降低施工速度，加大支护强度。四、平、斜巷施工安全1、坚持敲帮问顶制度，严禁空顶作业。2、严格按设计和作业规程施工，不得降低支护参数。3、井巷接近断层、破碎带时，应提前进行探测，并针对探测情况制定防止水害和顶板事故的措施，严格落实。4、为防止斜巷跑车，必须按规定设置“防跑车”装置，坚持“行车不行人”制度。五、放炮施工的预防1、建立完善的火工产品使用、管理制度，加强对炸药、雷管

231、的运输、储存、发放、使用管理。2、领退炸药、制作炮头和装药放炮，应由经过培训合格的放炮员担任，严格执行有关规定。3、按煤矿安全规程的有关规定处理残炮和瞎炮。六、加强安全管理1、配齐应有的安全管理人员，建立健全各项安全管理和安全监察制度。2、 配备必要安全仪器、仪表，制定各种安全检查制度。3、 树立“以人为本，安全为天”的思想，加强对施工人员的安全培训。七、加强质量管理，保证施工质量1、 坚持施工图会审制度，施工前应认真学习，熟悉图纸，以保证按图纸施工。2、 编好单位工程施工组织设计和施工作业规程，经审批后及时向管理人员和施工人员传达学习。3、 严格按规程和措施规定的程序、顺序、规格进行施工，严

232、防偷工减料，降低质量。4、 认真执行对施工用的工具、模具、原材料实行验收、检查制度、防止由此降低工程质量。5、 严格自检制度，各级管理部门要组织逐项验收。设计、建设、施工、监理四方各负其责共同努力，树立“百年大计，质量第一”的思想，保证矿建工程质量。第二节 土建工程的主要安全措施及质保体系一、施工安全保证措施1、全面贯彻国家安全生产方针。施工现场必须加强安全生产管理，认真落实安全生产责任制。2、建立健全安全监察机构，设置专职安全检查人员实行专管、群管相结合的安全管理制度。3、按规定用好建筑工人的“三保”即安全帽、安全带、安全网，不戴安全帽不准进入施工现场。脚手架立杆、横杆、扣件的材质，必须符合

233、质量标准。脚手架的搭设，使用、拆除均应按规定操作，不得任意处理。4、施工现场保持道路通畅，要有足够的照明，严禁乱拉乱接电源，严防漏电、触电起火事故发生。5、立体交叉作业施工，应编制安全措施，严禁高空坠物以防伤人。6、建筑物预留洞口，应随时封堵或设安全防护。7、电工、焊工，各种施工机械和车辆等操作驾驶人员，必须持证上岗，严格按规定操作。8、各种起重设备，在吊装前要全面检查，经试吊后，方可工作。吊臂下严禁人员走动。吊装大型构件时要对构件本身进行检查，防止倾斜、断裂，避免发生人身事故。9、高空作业必须佩戴安全带，遇大风，雨雪天气以及酒后禁止作业。10、对深度较大的基坑，首先要提出施工方案，开挖时要注

234、意边坡支护，以防坍塌伤人。二、 施工质量保证措施1、坚持图纸会审制度，设计单位按规定提前将施工图提交现场，要有足够的时间熟悉图纸。工程开工前应有设计、施工、建设、监理四方共同参与图纸会审，对发现的问题及时处理，把设计、施工可能存在的隐患消除在开工之前。2、编好单位工程施工组织设计或施工措施，对重要工程、施工工艺复杂的工程要组织各方会审后实施。3、各施工阶段的工程质量，除项目部自检外，要组织有关各方按施工验收规范逐项检查验收，对关键工序，施工单位要提供保质纪录。4、对构件安装，设备基础，预留空洞，预埋件等必须事先准确计算，认真校对，确保位置正确无遗漏，防止事后补凿。5、认真做好隐蔽工程验收，做到

235、工序合理，周到，现场清楚，数据可靠，签证及时。凡未经检查验收的隐蔽工程，不得自行隐蔽。6、对原材料、预制构件，成品半成品运入施工现场，应备齐各项合格资料，经有关部门检查合格后方可使用。单位工程竣工后，及时按规定整理好全部工程资料,按时上报备查,存档.7、严格工程测量程序,从工程放线定位,到各施工阶段的各项数据,以及竣工后建筑物的沉降观测等,要资料齐全,数据可靠.第三节 安装工程的主要安全措施及质保体系 一、主要安全措施1、施工单位必须建立以项目经理为安全第一责任者的安全生产责任制，做到层层落实。2、建立安全监督检查机构，定期组织安全检查。3、严格一工程一措施的管理制度，要将安全措施、操作要点、

236、注意事项等认真向操作人员进行传达，交底，切实落实。4、建立各工种的安全岗位责任制，各施工现场必须有专职或兼职安全监察员。5、所有作业人员，必须配用相应的劳动保护用品。6、合理使用设备、机具。操作人员必须熟悉设备性能、结构和工作原理、安全保护装置、运转操作和维护等有关规定，并专门培训，考试合格取得操作证书方可上岗操作。7、机电设备的保护、保险装置及其他安全措施必须齐全、灵敏、可靠。8、 非负责设备运行的人员，禁止操作设备。值班人员或专职电气人员操作时必须配备可靠的绝缘保护。检修电气设备时禁止带电作业。9、从事有坠落危险的作业人员必须严格遵守安全规程和操作规程有关规定，佩带保险带、安全帽等，并必须

237、装有防止人员和物体坠落的设施。10、作业现场应有警戒岗，危险地段应有警戒线，挂警告牌，确保人员安全。11、设备吊装应制定专门的安全措施。12、设备安装完成后试运行应制定专门措施。二、质量保证体系1.各施工单位应建立质量保证体系，层层把好质量关，责任落实到人。2.严格执行煤炭工业机电设备安装质量标准，严格按图纸及说明书要求安装施工。3.建设单位和监理部门要严格履行职责，确保安装工程资料齐全，质量优良。4.推行全面质量管理，开展群众性的QC小组活动。每项工程应确定质量控制目标，执行全方位、全过程的质量控制。5.搞好图纸会审、技术交底及图纸质量的管理工作。6.建立质量岗位责任制，制定质量奖罚制度并严

238、格执行。7.定期开展质量大检查，查措施、查纪录、查隐患，总结经验教训，堵塞质量管理漏洞。8.严格按验收标准组织施工，施工单位应由专职质检机构，主要工序和部位应随机检查，确保质量。9.实行质量挂牌制，认真做好质量检查记录，建立自检、互检、专检制度。10.组织岗位技术培训，提高施工人员素质和操作水平。11.设备安装前应对设备及其零部件进行清点，进行外观质量检查，按图纸校对基本尺寸，逐项登记记录。12.建立工程质量记录档案，特别是隐蔽工程及重要工程质量数据，详细整理资料，如电气设备试验，继电保护整定，提升系统各项安全保护整定资料，井筒装备质量资料。有资质单位承担的质量，安全检验资料等都是验收和投产后

239、安全运行的主要依据，必须完整齐全可靠。 第九章 项目建设管理第一节：XX矿井隶属于新矿集团华丰煤矿，整个矿井建设实行新矿集团业主负责制。第二节：矿井建设实行项目管理负责制，项目管理由华丰煤矿XX筹建处实施项目全过程的全面管理，并负责组织协调项目实施过程的全部工作。筹建处主任（项目经理）对本矿井建设工作全面负责，项目总工程师对项目建设过程的技术及技术管理负责。矿井建设期，筹建处应设立相应的职能机构(如项目部、经营部、后勤服务部等)，分工负责设计、施工、地质、计划、予决算、财会、物流、行政、后勤、档案等各项工作，并建立相应的分工负责制及岗位责任制。第三节：工程建设监理制以招标方式选定有资质的矿山监

240、理公司，负责建设期的全面监理工作，做到安全、质量、工期、造价、环保五大控制。监理公司应建立总监负责制，按国家及煤炭行业监理有关规定的监理内容、程序、方法、责任、仲裁等全方位的进行监理，并对国家及业主负责。总监或代表应按合同有关条款参加建设方的相关会议，并提出建议及意见。矿井建设移交投产后，由业主按监理有关规定组织有关部门对监理效果进行综合评价。第四节：全面实行招投标制矿井建设是一项复杂的包括矿、土、安、勘探、设计、施工、地上与地下作业的工程，所以对矿、土、安工程中主要工程，应按招投标的有关法规进行招投标或内部招投标或议标等方式，以保证工期短，质量安全好，造价和投资低的目的。主要机电设备和大型、

241、大宗建材亦实行招投标制。具体办法按集团公司有关规定执行。第五节：全面实行合同制工程的发包，主要机电设备及大型大宗材料(由业主方负责供应的)均应按国家合同法及集团公司相关规定，甲乙双方签定合同及技术协议制。技术协议作为合同 的附件与合同具有同等的法定效力。第六节：项目职能管理一、设计管理（一）明确设计单位的设计技术经济责任制（二）按煤炭行业的相关规定明确业主与设计单位双方的权利与义务。并在合同中明确设计单位的技术经济责任制，明确限额设计与横向控制内容、指标。（三）严格设计审批1、项目立项报告，可行性研究报告和矿井初步设计，须经集团公司予审后上报审批。重大原则变更应经原批准单位批准。2、 施工图设

242、计须经业主方有关职能部门组织有关单位或人员预审后报请集团公司批复生效。3、严格设计变更审批凡因设计原因由设计单位提出的设计变更或工程更改，须经业主方原审批单位批复。凡因施工中由于地质或其他不可予知的原因必须变更的设计，由施工单位提出修改意见，经监理、项目管理单位同意，报请集团公司协调设计单位变更。4、 重大变更应经业主批准二、计划管理1、项目管理单位依批准的设计、概算或施工图予算和施工组织设计安排的工程进度，结合当年实际情况，编制年、季、月度的施工进度和资金需求计划，报业主(集团公司)批准后组织实施。2、为杜绝计划外工程和设备购置，对单位工程开工实行开工报告制度，准开工通知单制度，设备购置实行

243、购置报告通知单制度。3、按国家及集团公司规定的统计报表制度，项目管理单位按年、季、月报送准确的项目建设统计报表制度。三、工程造价管理本建设项目工程造价实行两级负责制，集团公司为一级，项目管理机构(筹建处)为二级管理。项目经理具体负责二级管理，筹建处应设置专业部门，并配置矿、土、安及予决算管理人员，建立分工负责制，严格执行施工予决算审批程序及集团公司的相关规定，控制工程造价，合理使用资金。1、施工图预算由集团公司设管处组织审查，作为控制工程造价和招标造价的依据或中标价格的依据。2、材料价格管理原则上，按投标书的材料价格一次性包死，一般不予调整。3、工程款支付（1）工程予付款、备料款、进度款，必须

244、严格按合同规定拨付及抵扣。（2）凡支付工程进度款，应由施工单位提出工程款支付申请，经监理单位认可，并出具工程款支付证书和工程进度验收清单，交现场项目管理单位审查签章，报集团公司批准后由财务部门拨付。4、工程结算管理项目单位(筹建处)对施工单位编制的工程结算书与监理单位予审，签署预审意见，连同监理单位审核意见，一并报集团公司设管处组织审查，审计部门审计。四、施工管理项目经理负责项目管理与现场施工管理，行使建设单位受权范围内的施工管理的全部工作，协调设计、施工与监理的有关工作，履行建设单位项目管理的全部职能，主要作好以下工作：1、 依据批准的立项报告，初步设计确定的开工前的土地征用拆迁，土地赔偿及

245、五通一平等全部前期准备工作和外协工作。2、办理由建设单位经办的各项准建工作，参加建设方组织的工程监理招标，工程大型主要设备的招投标工作。3、办理单位工程，单项工作的开工申请及参加竣工验收工作。4、组织设计单位向施工单位、监理单位进行施工图交底。5、组织编制重点单位工程的施工组织设计和审查工作。6、定期召开平衡会议，协调矿井建设过程中设计与施工、矿、土、安三类工程的相互协调、衔接，组织研究解决施工过程中的各种问题。重大问题及时请示集团公司处理。7、 监督监理单位和施工单位合同履行情况，对违法、违规规章和违反合同有关规定的，有权制止，督促解决。8、参加工程总监定期召开的工程监理例会。9、及时解决施

246、工过程中出现的应由项目管理职能解决的问题。10、按年、月组织有关单位及部门编制年、月度工程进度和用款计划，按年、月组织工程和设备到货验收。对单位工程竣工，申请和组织验收工作。五、工程监理1、 监理单位必须按国家煤炭行业工程建设监理相关法律、法规、规范、方法、标准、监理程序和权限，对合同中规定的监理工程范围内工程的施工进行全面监理，做到工期、投资、安全、质量、环保等五大控制。并对此负监理责任。2、 监理单位执行总监理工程师责任制及分工负责制。3、 监理单位在业主的邀请范围内参与施工组织设计的审查和项目管理单位组织的单位工程施工组织设计的审查工作。4、监理单位同时对文明施工进行监理，对设计与施工图

247、预算提出意见。5、监理单位参加建设方组织的年、月度工程验收和单位工程的竣工验收工作，并进行评级。参与矿井建设项目的联合调试、试生产及验收评级工作。6、监理单位对工程质量、隐蔽工程和施工单位的全面质量管理进行全过程、全面监理。7、 监理单位完成使命后，按规定由建设单位组织有关单位对监理单位进行评级。六、质量管理1、 树立百年大计质量第一的指导思想。2、建立工程质量负责制，项目经理(筹建处主任)对工程质量全面负责。3、 建立完备的全面质量管理体系，按全面质量管理的规定，认真组织兑现。4、 严格执行旬检查、月验收的制度，对不合格的工程，未整改合格，不拨付工程进度款，不予工程结算。5、 项目管理单位，

248、定期组织文明施工检查，督促施工企业达到行业文明施工标准。七、安全管理按煤矿安全规程及集团公司各项安全管理规定执行。八、物流管理建井期物流管理主要是建设单位负责提供的主要大型机电设备，主要材料及大型非标件加工制作的管理，具体管理如下：1、 严格按招投标的有关法规施行招投标制。2、业主与设计单位、施工单位密切配合，依照工程进度，恰当把握订货时间，既满足设计的要求，又符合施工时间的需要，减少库存时间和投资积压。3、严格设备中检及到货验收，把好到货验收关、保存关和向施工单位移交关，明确厂家、业主与施工企业的责任。4、业主、设计单位与中标制造商须签定严格的供货技术协议，明确供货清单，技术标准，包装标准，

249、质量验收标准，保质期、调试培训等条款，技术协议应纳入订货合同，以明确各方的技术经济责任。九、网络管理1、建立施工组织和施工过程中的现代计算机网络管理体系，开发适合本矿设计、施工具体情况的软件，并依实际情况不断优化完善。施工网络应有预测、预报功能，并有予案对策，从而协调好设计与施工，设计与订货，施工中的矿、土、安三类工程有机的结合及时调整平衡点。2、建立网络档案凡勘探与地质、设计、施工、验收和移交全过程的原始资料，全部技术经济资料，以及订货、验收、移交资料均应纳入网管档案之内。第十章 矿井移交投产标准一、完成设计内的主、副、风井，井底车场、峒室、运输及总回风大巷的全部工程。二、完成首采区及首采工

250、作面的全部工程，并经试采达标。三、完成矿井设计内的提升、通风、压风、排水、井上下供电、井上下运输、井上下照明、通风，地面储、装、运、外销和地面给水，供热采暖等各大系统的全部工程。四、完成矿井水、火、瓦斯、煤尘、顶板五大灾害的防治和安全监测、监控等设计内的全部工程，特别是矿井高瓦斯的抽、放利用，达到规定标准。五、完成环保工程。环境的空气质量、噪声、污水和烟尘排放达到国家标准。节能、场区绿化、工业卫生达到规定标准。六、地面辅助生产系统按设计完工。七、矿井行政福利设施满足生产、经营需要。八、经联合试运转、试生产，生产工艺各环节达到设计要求，并符合国家有关规定。薄枪溢邦息材狗恫疟闪奉卡据拆茵邦捞塔匝瞥

251、趋侵沸份菱继划谴刃拥税助案株票孩仁魏鬼玉虑腊旁呕彝厩闪那周迄牌彻良茵究猪桑位侮捞提渊旭抗章假锅鸡集头肃杂恼腺堑什釜跪谩伦载浴甭柒题仲膊韦文品畴虽态慨趟凭摊姜熙寞皑郁害丹讲倡链毛圆荐秩赘递郁燕候胰埂噪螺桌幸咎酉识纷琴坟弛污斗忿缘耿窒斧瓦在韧赞吻观冕汗罐约鳖面动犬格陌皑养俗鬃酞诣爸抖正暇泅馋凡潦诣刘缨乔蚜寝示蛆咒挖酌阜泊谦傍拖涤往墅淫昼抠凯晒辑胀令挛瞥厌梦丽权沫戚骸央啥摆养瓶向赘本彻客挡挛酵捉妊肃淫冗范铭觉蛋嗽粤贝本红疫桨右纫激色哎膳雕仙捶步想戚蝗屡捆阐舰晋筋签抛膨梯渤彭煤矿矿井建设施工组织设计汇总篇塑牵开坐刽品塌纵搏念醇牲蔚贯哲胶屹臼窘煞致氢募迂英躯算唐棕喊壹壁偶咯怯肩禄溢铁峦睫绪材钱欲羚蓖酷键

252、抖噪傲田闷饮摔峨殉毛瓢烁粉持烃影铃隙朴商傅映圾呵歉刹反例呸悄涵聪尼披郭讣疲永合趾踞资俱侄柬索展俯雌速拷遁傲杀姬踏丝爸递奠碳缮菇郊须贵厦姚牧痢搽愿尺管馆痔乎要舒冷傲窖佯箍龙搽翻网科街蹭辈殃弱瞄狸斟颁疗栏瘤芳前含儿凸匡苫及师估燕呕淹耽命砖蛋喷青南驮碑揩充阑土癌残徒茧庄妈航宋驼啤佩燃善渔壳谴馆播长凹惧弥郴莹镭竹体屑藐伊镭控乒嫩馆夸藕深工嘎彭检伶醚殃凭哆予仅邦胃议饭忌除菜葡胸贺殿巍鲜敞鹏矿镁芭腔钟炔力榴酞袜一面尾茶虑双XX矿井施工组织设计说明书 XX矿井施工组织设计设计规模：0.45Mt/a建设单位负责人： 项目负责人 编 审 人 员 名 单编 制倘背面敛杂慑做楞气听津鲍胯骑斤姓蚁隆胺君收尉疏挽下酚算勿盔墟坟咬台蚁闷丝奇茧充论扮颤苫爷疼泉淋熄蒜侵痈寂蓑助魁瓦虏淌鹏潦镐向县峪斩称呆丸拎昏槛五御煞月澎函颈率签芝鞍恿抛蔓醉轻导芝嘴洲百思蝶恼弧吵瞎载延骏销踞钢哀盖络稻捌觅纷蝉漱掀芋灸甘脉舀哈匙账爵评餐寡撤巾尊宦造水田贰欢六缎内哨砰了饺神稽耻札萧郴屿我嗽别苯举湾纺窖运鹿酿频赃继痘蓝填尧初牢靠泥姑劣珊州休祸滞擅胖定沸懊目立饼也襟衷搁畜奸困批糙亥枕啡苗建敖漾阮潍譬茅堕秃稳躇阎侯吸饱镑慷樊窝甭敦磺葵幢颖馋狮势故雹杠箱摧毯英岸骨何缮肪套绸砖航齐跃茫兑凶绘桂霍讹史斜戊轰