赵楼煤矿主井二期工程施工组织设计

兖矿菏泽能化赵楼煤矿主井二期工程施工组织设计中煤第一建设公司第三十一工程处2006年9月目录前言…………31、矿井概况…………………41.1工程概况…………………41.2工程地质及水文地质……………………52、施工准备工作……………72.1临建工程设施布置………72.2机电临时安装与布置……………………83、施工方案的确定…………83.1施工方案…………………83.2施工防治水………………94、平斜巷及相关硐室施工方法……………74.1平巷施工方法……………74.2硐室施工方法……………134.3煤仓施工方法……………134.4斜巷施工方法……………145、二次改绞设计及辅助系统………………155.1二次改绞工程概况………155.2二次改绞方案确定的原则及依据………155.3辅助系统的设计及计算…………………16提升系统………………16排水系统………………18压风系统………………18供水系统………………19通讯、信号、照明系统………………19运输系统………………19供电系统………………20砼搅拌系统……………20安全设施设置…………20施工测量……………21通风系统……………226、劳动组织及循环作业方式………………246.1劳动组织…………………246.2施工队伍安排……………256.3循环作业方式……………257、施工进度计划及工期安排………………257.1施工进度计划……………257.2工期安排…………………268、质量保证体系及保证质量主要措施……269、安全技术措施……………2810、文明施工、环保、消防、降噪声措施………………4211、施工组织设计附图及附表……………43（1）赵楼矿井二期工程平面布置示意图（2）赵楼矿井井底车场-860水平地质切面图（3）赵楼矿主井二次改装锁口盘钢结构图 （4）赵楼矿主井二次改装井底锁口钢结构平面布置图（5）赵楼矿主井二期工程井底临时供电系统图（6）赵楼矿主井地面设施布置图 （7）赵楼矿井二期工程通风方案第二阶段通风系统示意图（8）赵楼矿井二期工程通风方案第三阶段通风系统示意图（1）（9）赵楼矿井二期工程通风方案第三阶段通风系统示意图（2）（10）项目部组织机构图 （11）工程质量保证体系框图（12）工程项目安全保证体系框图（13）赵楼煤矿主井二期工程工程排队（14）主要施工机械设备表前言兖矿菏泽能化赵楼煤矿二期工程经公开招标，由中煤第一建设公司第三十一工程处中标承建主井标段二期工程。为全面落实合同中提出的各项指标，确保合同工期及工程质量目标的实现，根据赵楼煤矿主井二期工程技术特征和本处自身施工综合实力，编制本施工组织设计，以指导该工程施工。一、编制原则1、认真贯彻执行国家的各项建设方针和技术政策，在确保安全施工和工程质量以及合同所规定其它指标的前提下，科学合理组织施工。2、积极推广国内外先进技术和先进经验，优选施工方案，组织平行交叉作业，加快施工进度。3、提高施工机械化程度，改善工作环境和劳动条件，提高劳动生产率。4、合理安排资源，优化劳动组织，有计划、有重点地组织人力和物力，确保各项经济技术指标的全面实现。二、编制依据1、《赵楼矿井风(主)井临时改绞和二期工程招标文件》２、《巨野矿区赵楼矿井施工组织设计说明书》３、赵楼矿井临时改绞和二期工程施工相关问题协商会议纪要、施工图纸等４、《煤矿安全规程》（2004年版）５、《矿山井巷工程施工及验收规范》GBJ213-90６、《煤矿井巷工程质量检验评定标准》MT5009-94７、《煤炭建设工程质量技术资料管理规定与评级办法》(煤规字<1999>第34号)等与本工程有关的国家及部颁现行各种技术规范、规程、规定。1、矿井概况1.1工程概况赵楼煤矿由兖矿菏泽能化投资兴建，矿址位于山东省菏泽市巨野县境内，北距郓城县城24km，东距巨野县城13km，郓巨公路在矿区北侧通过，交通方便。该矿井由济南煤炭设计院设计，采用立井开拓，主、副、风井均布置在同一工业广场内，井田面积约144.89km2，设计生产能力为300万吨/年，服务年限60.5年，矿井为低瓦斯矿井主井二期工程主要巷道及硐室包括：井底车场巷道及车场硐室、煤仓、装载胶带机巷及通道、胶带机头硐室和辅助运输大巷等工程，上述工程除主要硐室采用浇筑砼支护外，其余工程均采用锚网喷支护。工程量为：巷道4199m（掘进体积78458m主井二期工程工程量明细表序号工程名称工程量(m/m3)备注1主井井底连接处60/894含部分清理撒煤硐室2副井重车线和调度室31/6453等候硐室116/13924主变电所、泵房及管子道218/33105副井空车线和5#、6#交叉点243/40946内水仓250/30007外水仓340/40488制冷硐室30/7009井下水处理硐室143/265010临时联络巷56/78411胶带机头硐室70/222612主井与煤仓联络通道20/16013翻车机硐室5/7414机头硐室变电所40/41415煤仓56/551616给煤机硐室40/250217装载胶带机巷100/167618装载胶带机巷通道100/83019辅助运输大巷1471/3250920联络巷90/95421一、二、四、五中部车场720/10080合计4199/78458附：赵楼矿井二期工程平面布置示意图1.2工程地质与水文地质地层本井田为全隐蔽的华北型石炭——二迭系煤田，煤系以奥陶系灰岩为基底。地层从上而下依次为第四系、二迭系下统石盒子组、山西组、太原组、石炭系中统本溪组、奥陶系中、下统地层，主要含煤地层为二迭系山西组和太原组。主井二期工程中井底车场及硐室位于井田的东南部，运输大巷东西向布置，位于井田的南部。该工程范围南北宽200m，东西长1550m，穿过的地层从上而下，由三号煤顶板砂岩到三灰，其间的岩层有三砂、三号煤，泥岩，粉砂岩，细砂岩，六号煤，三灰；岩层总厚度约60m，本段地层上到基岩面约330m，下到奥陶系灰岩约80m。主要地质构造（1）地层产状主井二期工程范围内地层以单斜构造为主，倾角7°左右，地层走向北东30°～北西30°，但由于断层和地层走向变化的影响，在工程的东西向剖面上显现出宽缓的向斜构造。（2）断层井田内主要断裂构造分为近南北向、北西向及北东向三组，其中以北东向断层较多，主井标段二期工程由东至西主要断层有：康垓断层，H=37m；FZ16断层，H﹤10m；FZ14断层，H﹤10m；FZ13断层，H<5m；F17断层，H<15m；F16断层，H<40m；沈庄断层，H=15m；以上断层性质除康垓断层为逆断层，其余均为正断层。煤层井田内含煤地层为山西组和太原组，平均总厚约243.57m，含煤25层，煤层平均总厚度14.21m,含煤系数5.8％，主要可采煤层为三号煤（3上），平均厚度5.95m，是主采与首采煤层，本工程施工预计揭露的煤层为三号煤和六号煤。水文地质井田内主要含水层自上而下依次是第四系砂砾岩含水层，石盒子组砂岩含水层，三煤顶底板砂岩含水层，太原组三灰，十下灰岩及奥陶系灰岩含水层，直接影响本工程施工的含水层主要有三煤顶底板砂岩含水层和太原组三灰含水层。（1）三号煤顶底板砂岩含水层三号煤顶底板岩石，统称三砂，厚14.10—49.75m，平均30.33m,以细砂岩为主，局部为中砂岩，裂隙局部发育，充填方解石脉，漏水孔率为8.7％，漏水点深721.22～798.08m，漏失量1.68——4.80m3/h,均位于断层附近或风氧化带内。水位标高35.76～37.95m，钻孔单位涌水量0.0020～0.00091m,富水性弱。三砂为本工程和三（2）太原组三灰岩溶裂隙含水层三灰厚5.12～9.84m,平均6.95m，浅部裂隙较发育，岩溶裂隙常充填方解石和泥质。共有43个钻孔揭露，有5个孔漏水，漏水孔率11.6％。漏水点深749.40～826.81m，均分布在浅部露头或断层附近，水位标高35.88m，钻孔单位涌水量0.123L/s·m，富水性中等，三灰是工程施工直接充水含水层。矿井正常涌水量需要指出的是，三砂与三灰富水性极不均，一般浅部或断层附近，富水性较强，矿井涌水量偏大。另外初揭含水层时，涌水量较大，经过一定时间的排放，涌水量逐渐变小，并趋于正常涌水量，因此，在井巷揭露以上含水层前，应充分做好防治水工作，正常排水能力不小于280m3瓦斯、煤尘爆炸指数、煤的自燃倾向本区瓦斯含量普遍偏低，瓦斯相对含量0.003m3／t，在施工过程中以防止瓦斯积聚为重点煤尘爆炸指数一般在36～42%之间，各煤层均有煤尘爆炸危险性煤层自燃倾向：各煤层着火温度在329～374℃之间，还原样与氧化样着火点之差为4～34℃，2号煤层属自燃～容易自燃发火煤层，三号煤、六号煤属不易自燃～地温本区的恒温带深度为：50～55m，温度18.2℃，在恒温带以下，温度随着深度的增加而逐渐增高非煤系地层，平均地温梯度1.85℃/100m，煤系地层平均地温梯度2.76℃/100m，全区地温梯度1.51～2.92℃/100m，平均2.20℃/100m，按此计算，2、施工准备工作2.1临建工程设施布置为保证二期工程顺利进行，根据工程需要，并结合实际情况，对土建临建工程做如下布置：生产、生活临建区分开，以保证互不干扰，同时距离相对不要过远，以利于生产和便于管理。因本工程为二期工程，工业场地基本平整，主、副井凿井期间的部分地面土建设施可以利用。场区内已有35KV变电所，可作为生产、生活电源。建设单位提供压风风源。建设单位提供水源，施工单位从主井临时供水管路接出，接入井下。生产临建：绞车房在井口以东54m，其余生产临建设施结合现场情况围绕井口周围布置。生活临建：办公室、职工宿舍、食堂、浴室等，根据建设单位划定的范围集中布置。2.2机电临时安装、整修与布置 在井口附近平整场地做好材料进场的准备工作。根据二次改绞设计方案对原凿井的各系统进行检查修理，重点检查提升系统的提升机、天轮、钢丝绳、钢梁等，对稳车的轴承、减速箱、悬吊绳等进行检查，保证各系统达到二次改绞的要求。3、施工方案的确定3.1施工方案根据赵楼矿井井底车场设计特点以及矿方计划,本着二期工程施工期内抓主要矛盾线，尽快形成多头、多工序平行交叉作业及尽早形成运输、供电、排水系统的原则，确定主井二期工程施工方案如下：风井二次改绞前主要完成主井与风井的贯通巷道、主井运输环路巷道以及人车场巷道的施工。风井二次改绞完成后主要完成主井箕斗装载硐室、主井壁后注浆和主井二次改绞的施工，同时安排一个掘进队继续向辅助运输大巷方向施工。主井二次改绞结束后,安排一个掘进队继续施工辅助运输大巷；安排一个掘进队向煤仓方向施工，尽快形成煤仓施工条件；安排一个掘进队施工副井空车线，向内、外水仓方向施工，尽快形成水仓施工条件；另外安排两个掘进队分别施工制冷硐室、副井贯通巷道、主变电所、泵房及副井空车线等其它巷道和硐室；在此情况下形成五个队伍平行作业的施工能力，形成多头、多工序、平行作业的施工局面，从而为在计划工期内顺利完成所有工程奠定有利的基础。高峰期可安排5～6支掘进队同时作业。3.1.1根据主井二期工程要求，确定该工程的关键线路，分为三条主要矛盾线：其一：由3号交岔点进入辅助运输大巷；其二：由胶带机头联络巷进入煤仓上、下口巷道和硐室，施工井底煤仓工程，尽快具备设备安装条件；其三：经副井空车线进入内、外水仓施工，尽快形成永久排水系统。3.1.2主井井筒二次改绞前形成临时环形运输线路。3.1.3在计划工期内，可在保证上述主要矛盾线工程正常施工的条件下，安排力量合理组织平行作业施工井底车场内其它巷道、硐室，确保所有工程在计划工期内顺利完成。3.2施工防治水根据矿方提供资料，该矿井二期正常涌水量280m3/h，在永久排水系统形成以前，应按各单位工程开工前，由项目部技术组绘制单位工程预想地质平、剖面图。施工中要坚持“有疑必探、先探后掘”的原则，视水量大小采取相应的防治水措施。井底车场施工对三灰水的防治实行“疏降排”的防治水方法，在井底车场所有巷道接近或揭露三灰前，首先采用钻探方法进行探测疏放，当所有钻孔放水量之和等于或小于三灰正常涌水量时，掘进巷道揭露三灰，自然疏放，同时配备相应的排水能力。4、平斜巷及相关硐室施工方法二期工程施工采用以风动凿岩机、耙斗装岩机、混凝土喷射机，电机车、调度绞车为主要设备的机械化配套作业线施工。根据巷道、硐室所处地层的地质条件及断面特征，采用全断面掘进或正台阶掘进，一次成巷。二期工程巷道的主要支护形式为锚网喷支护，施工时，根据地质条件，在正常情况下采用“三掘一喷”，通过较大断面交岔点或断层、破碎带时，作业方式调整为“一掘一喷”。4.1平巷施工方法4.1.1采用YT-27风动凿岩机打眼，Φ42mm“－”字型合金钢钻头，B22六角中空六角钢钎，全断面掘进或正台阶掘进，楔形掏槽，光面爆破。爆破材料选用2#岩石炸药、毫秒延期电雷管，KBF-200型发爆器起爆。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，并根据岩石硬度等实际情况，及时调整爆破参数，提高爆破效果，确保巷道成型。钻眼时，除掏槽眼以外的所有炮眼，眼底均要落到同一平面内，炮眼角度符合要求。钻眼完成后，将炮眼内岩（煤）粉用压风吹净，然后按爆破图表要求进行装药，经检查无误后，方可进行联线，联线方式为串联，将每个雷管的脚线连在一起，并检查有无漏连，无误后与母线联接。放炮前工作面附近所有的设备要进行掩护，人员撤离到安全地点躲避，方可放炮，起爆地点到爆破地点的距离必须在作业规程中具体规定。4.1.2根据断面大小采用PY-90型或PY-60型耙斗机将矸石耙入1.5吨固定箱式矿车，在各工作面至主要大巷采用调度绞车或电机车牵引矿车，进入主要大巷将矿车编组后，使用8T蓄电池电机车牵引。4.1.3（1）临时支护（前探梁支护）正常掘进过程中，均采用吊挂前探梁作为临时支护。巷道在穿煤层、过破碎带时临时支护可增设点柱。（2）锚杆支护工作面爆破后，及时进行前探梁临时支护，检查巷道开挖断面，符合设计要求后，采用锚杆钻机打锚杆眼，安装锚杆，锚杆形式及布置按设计要求。（3）喷射砼支护工作面锚杆支护完成后，立即进行初喷支护，喷砼紧跟工作面，以保证及时封闭围岩。①喷射砼材料的选用水泥采用普通硅酸盐水泥,砂为中粗砂,石子为5～10mm粒径坚硬碎石,速凝剂掺入量为水泥用量的3-5%，②喷砼干料的拌制与输送喷射砼用料在井上按配比要求经搅拌机搅拌均匀后装入矿车，运送至井下工作面喷射。③砼喷射喷射砼干料经矿车运至喷射机旁，人工用铁锨将干料送入喷射机，并在喷射机处均匀加入速凝剂。喷射砼开机顺序为开风→开水→开喷射机→上料→喷射喷射机工作风压控制在0.4-0.5Mpa之间。喷射机停机顺序为，待喷射干料全部喷出后→停喷射机→停水→停风④复喷砼成型在初喷砼支护后及时按设计要求进行二次复喷砼成型，喷至设计要求厚度，施工方法同初喷砼，要求成型巷道砼表面平整，无明显凹凸。（4）砼砌碹支护采用砼砌碹支护的工程主要为泵房及变电所等硐室工程，正常情况下，先采取锚喷临时支护，长段单行作业，之后再进行砼砌碹支护；当围岩破碎时，应及时进行砌碹。砼砌碹支护采用钢木组合模板，施工工艺流程为挖墙基础---组立墙部模板--墙部浇注砼--组立拱部模板--拱部浇注砼。施工过程中应考虑碹胎、碹板的重复使用，合理确定墙部、拱部浇注段长。施工前，在工作面附近设搅拌站，安装搅拌机，各种砼用料，经计量后，进入搅拌机搅拌。砼的拌制与浇注：①材料选择：水泥为普硅水泥，中粗河砂，2-4cm坚硬碎石，水采用洁净水，不含酸、②砼的拌制及输送：砼要严格按配合比搅拌均匀，搅拌机附近悬挂配合比牌板。砼经搅拌机搅拌均匀后人工入模或采用输送泵入模。③砼浇注砼浇注应分层对称进行，每层厚度不超过30cm；并应连续进行。砼振捣采用震捣器，设专人负责，震捣棒插入下层砼中50～100mm，每次移动距离350mm,④浇注砼防水技术措施A.立模前发现围岩出水点时，应根据出水点涌水量大小，安装导水管，将涌水导入巷道水沟内。B.浇注砼过程中，发现模板内有积水时，应及时排出。4.1.4巷道过煤层及穿破碎地层施工（1）巷道穿过煤层施工措施巷道施工揭露煤层时，采取如下施工措施。①加强巷道实测地质剖面的编录及钻孔资料的比对工作，准确预报煤层距工作面距离。②准确测定煤层和瓦斯赋存的基本参数，当巷道施工至距煤层10m③根据瓦斯压力大小，确定揭煤施工方法，当瓦斯压力小于1.0Mpa时，采取放震动炮方法揭开煤层，如果瓦斯压力大于1.0Mpa，则采取瓦斯排放等措施，达到要求后，再采取放震动炮的办法揭开煤层。④井下各种机电设备必须防爆。⑤采取煤矿许用安全炸药和毫秒延期电雷管进行爆破。⑥缩短掘支段长，加强临时支护。（2）巷道穿破碎地层施工措施巷道在穿过不稳定的破碎岩层时，为了加快施工进度，保证施工质量，确保施工安全，应根据岩层情况，分别采取如下措施：①增加周边眼数量，缩小其间距及抵抗线，减少装药量。②对围岩松软、严重破碎或具有膨胀性的地段，考虑增加金属拱形支架支护。4.2硐室施工方法硐室施工视岩层稳定情况及硐室设计尺寸，采用全断面掘进法、分层法或导硐法、掘进,锚（网）喷临时支护,硐室全部掘出后，集中进行浇注砼支护。对于设计永久支护为锚（网）喷支护的硐室，应在施工过程中一次成巷。当围岩较稳定时采用全断面掘进；当围岩条件较差或硐室设计断面较大时，采用分层或导硐法掘进，由上而下进行分层掘进或采取沿硐室断面中间导硐或两侧导硐。硐室采用现浇砼或锚（网）喷支护的工艺同平巷施工。4.3煤仓施工方法井底煤仓采用反井钻机法施工，两个煤仓可同时施工（平行作业）。煤仓仓壁砌筑采用金属装配式模板，自上而下随掘随砌，最后刷砌煤仓漏斗，并进行收尾工作。（1）准备工作煤仓施工前应先将煤仓上口仓顶硐室掘砌完成及煤仓下口给煤硐室掘出并临时支护，同时在煤仓上口形成风、水、电、通风系统，煤仓下口给煤硐室适当位置安装耙装机，形成排矸运输系统。（2）煤仓中心导孔施工在煤仓上口仓顶硐室及下口给煤硐室施工完成后，进行测量放线，确定煤仓中心导孔位置，在上口适当位置开凿循环水池（2×1×1m）安装反井钻机，经调试正常运转后，自上而下钻一个Φ244mm的孔到下部给煤硐室，符合要求后，在给煤硐室卸掉Φ244mm钻头，安装扩孔钻头Φ1200m，自下而上扩孔。扩孔完成后，移钻机至下一个煤仓施工（可平行作业）。（3）仓身刷大煤仓中心导孔施工完成后，进行仓身刷大施工。仓身刷大采用钻爆法，以中心导孔为中心布置炮眼，光面爆破，爆破后的矸石从中心孔向下溜放，在下部给煤硐室装运。施工时要采取措施防止人员坠入导孔内。（4）装矸及运输煤仓扩孔、刷大溜下后的矸石经耙装机装入矿车后运走。如有堵孔，应按下列方法处理：煤仓刷大之前，中心导孔内设一钢丝绳，上头系在牢固的位置上，下头有一部分余绳，当中心导孔有堵矸时，可及时上下联系，上、下间隔拉动钢丝绳，把中心导孔疏通。（5）煤仓锁口、仓身及漏斗砌筑煤仓锁口在煤仓刷大4-5m煤仓仓身砌壁，模板选用装配式钢模板，高1.煤仓漏斗与给煤硐室连接部分要同时浇注砼，施工时先按设计要求加工煤仓漏斗及连接处钢筋，安装模板，砌筑给煤硐室与煤仓连接部分的砼墙，然后按设计要求绑扎煤仓漏斗处钢筋，安装漏斗处模板，浇注砼。砼浇注时严格分层浇注，每层浇注厚度为300mm4.4斜巷施工方法采用YT-27型风动凿岩机钻眼，光面爆破，PY-60型耙岩机装矸，激光指向，根据巷道坡度，长度不同采用调度绞车牵引矿车运输材料及矸石。斜巷施工，要严防出现底高，底眼角度要大于巷道设计坡度2～4°，眼深与掏槽眼深度一致，并适当增加装药量。斜巷掘进时，应根据围岩性质，爆破效果及时调整爆破参数。斜巷施工移动耙装机等大型机械设备时要编制安全技术措施，斜巷施工中所有施工机具，必须固定牢固，斜巷运输要严格执行《煤矿安全规程》有关规定。施工时要做好地质水文工作，及时收集整理水文资料，做好水灾预防。其他同平巷施工。5、二次改绞设计及辅助系统5.1二次改绞工程概况赵楼煤矿主井净径7m，提升高度905m（井深918m）。由于井筒施工的主要设备选型和布置已考虑到二次改绞时的需要，即采用2JKZ—3.6/12.96绞车和适应二次改绞的天轮平台，所以本次设计主要是确定临时提升、排矸（煤）系统和井筒内各种管线、电缆的规格以及相关结构和设施。该井二次装备利用永久井架、2JKZ—3.6/12.96型提升机。配备双钩提升、900mm轨距、1.5t单层双车临时罐笼(非标)。每部罐笼设KJS型防坠器一套、配两根6×19-32-1770防坠制动绳、四根6×7-36-1770罐道绳。防坠制动绳的缓冲装置安装在天轮平台上、下部固定装置安装在防坠制动绳固定梁上。罐道绳上端固定在永久井架+48.55平台上，下端固定在稳绳固定梁上，稳绳上下端均采用三森卡绳器固定、采用SLT型拉紧调绳装置调绳。井上下设稳罐装置与KHT缓冲阻尼同步摇台承接罐笼。井上设GHT型过卷缓冲及托罐装置、井下设NB型防礅罐装置。在井下马头门、井口、绞车房与调度室装设电视监控装置一套。在井底-860m水平适当位置设临时变电所，安装变压器、高低压防爆开关等电器设备以满足施工需要。沿井壁固定Φ219×6mm压风管一趟、Φ108×6mm供水管（兼做应急排水管）一趟、MYJV326kv-3×50mm2电缆两条、通讯信号监控电缆各一条。井上运输采用900mm轨距1.5t矿车，配前倾式翻矸架翻矸（煤）。完成后该系统主要是负责主井二期工程的人员上下和矸石、材料、设备的提升，该系统服务至副井永久提升系统形成时。5.2二次改绞方案确定的原则及依据确定的原则（1）保证安全使用及施工进度的前提下、尽可能的利用原一次装备的设施和材料，以减少改绞工作量缩短改绞时间。（2）改绞后形成临时提升、供电、压风、供水、通讯及地面运输等系统。（3）改绞设计应参考主井井筒永久装备平面布置、尽可能将施工设施避开永久装备设施的位置，为井筒永久装备施工创造方便。（4）改绞设计尽量使各系统设计合理、简单、实用。（5）改绞时间:确定在主井箕斗装载硐室施工完成，主井井筒壁后注浆结束后进行。编制依据（1）矿井建设二期工程施工图等有关资料。（2）《煤矿安全规程》2004年版（3）《煤矿安装工程质量检验评定标准》MT5010-95（4）《赵楼煤矿主井井筒施工组织设计》2004年9月。5.3辅助系统的设计及计算提升系统由于前期设计对改绞提升系统作了计算、在此仅做校验。（一）提升机技术数据及相关参数：（1）绞车型号：2JKZ-3.6/12.96（2）绳速：8.57m/s（3）减速比：12.96（4）最大静张力：21000kg（5）最大静张力差：16000kg（6）配用电机：2×800kW/6kV，（7）滚筒绳容量：1000m（8）提升高度：905m（9）钢丝绳型号：（10）罐笼自重：5020kg（带抓捕器）（11）罐笼乘人：36人（12）矿车自重：974kg（MG1.7—9B型）（二）最大静张力的校验FJ≥QZ+Q+q×H0式中:QZ-罐笼与矿车自重：QZ=5020＋2×974=6968kgQ–矸石重量：Q=2×1.7×1600×0.9=4896kgq×H0-提升钢丝绳的单位重量与钢丝绳最大悬垂高度q×H0=7.55×（905+28）=7044㎏FJ=21000㎏≥6968＋4896＋7044=18908㎏符合要求。（三）最大静张力差的校验FJc≥Q+q×HFJc=16000㎏≥4896＋7044=11940㎏符合要求。（四）钢丝绳安全系数的校验提升钢丝绳的（18×7-44-1770）破断拉力Qd=146286㎏提矸石的安全系数为：n=146286÷18908=7.73＞7.5提人时的安全系数为：n=146286÷14944=9.79＞9符合要求。（五）电动机功率校验N=K×Q×Um×ρ÷102ηc式中:K-井筒阻力系数（1.15—1.2）、取k=1.2Q–矸石重量、Q=2×1.7×1600×0.9=4896㎏Um–绞车最大提升速度、Um=8.57m/sρ–动力系数、罐笼提升时ρ=1.3ηc-传动效率、ηc=0.85N=1.2×4896×8.57×1.3÷（102×0.85）=755kw符合要求。（六）提升能力校验(1)速度图计算速度：8.57m/s提升加速度及减速度:a1=a3=0.5m/s2加速时间及减速时间:t1=t3=a1=17.3s加速及减速距离：h1=h3=0.5×t1=74.82m等速运行距离：h2=Hs-h1-h3=905-75-75=755m等速运行时间：t2=h2÷um=87.28s提升休止时间、θ=50s一次提升循环时间、T=t1+t2+t3+θ=172s(2)提升能力计算AT=3600×Z×0.9Vc÷(kt×T)式中:Z–一次提升矿车数量、Z=2Vc–矿车容积、Vc=1.7m0.9-矿车装满系数Kt–提升不均匀系数（1.15—1.25）取kt=1.2AT=3600×2×0.9×1.7÷(1.2×172)=53m3主井二期工程施工高峰期共6个掘进工作面，断面平均为17m2，平均进尺为3m/d，岩石的松散系数Ks取1.8，日均矸石量为QQ=6×17×3×1.8=排水系统在井底水窝设50QW40—30—7.5型潜水泵两台。水泵流量40m3/h，扬程30m，功率7.5KW。一台工作，一台备用，选择Φ89×3.5mm在风井临时水仓、泵房形成之前、排水管路沿巷道边沿敷设至风井井底水窝即可。当风井临时水仓形成后，排水管路沿巷道边沿敷设至风井临时水仓即可。压风系统（1）压风机选型矿方提供二期工程用压风。（2）压风管路压风管路在改绞时沿井壁附设一趟Φ219×6mm供风管，管路沿井壁采用树脂锚杆固定，每6m设一副管卡，每80m设支管座一处，井底、井口设托管梁，该管路能满足6个掘进头工程的用风量。供水系统（1）地面供水系统延用原凿井时地面供水系统。（2）井下供水系统在改绞时沿井壁附设一趟Φ108×（4-6）mm供水管一趟，管路沿井壁采用树脂锚杆固定，每6m设一副管卡，每80m设支管座一处，井底、井口设托管梁，该管路在井底设自动减压装置来满足掘进工作面的用水量。支管路采用Φ50×3.5mm钢管。该管路根据矿方要求兼做应急排水管路（排水能力约60m3通讯、信号、照明系统（1）地面通讯延用原通讯设备。（2）井下通讯、信号、照明通讯、信号系统选用KJFX—SX—Ⅱ型通讯、信号装置一套。井下根据施工需要安装8-10部。一条MKVV2224×0.75通讯和一条MY-4×4信号电缆敷及电视监控电缆采用电缆托架、树脂锚杆固定于井壁上。另购置一套井筒专用无线通讯信号装置，作为应急及井筒检修时的通迅信号系统。井下照明安装照明综保，照明灯采用防爆白炽灯。运输系统（1）地面运输地面运输选用MG1.7-9B型矿车。前倾式翻矸架翻矸（煤），然后利用排矸汽车外运回填或运至甲方指定地点。(由于永久绞车房的影响、确定该侧为进车方向。)（2）井下运输井下运输选用MG1.7-9B型矿车。可视工程进展情况配用蓄电池电机车（型号待定）作为井下运输的牵引设备。供电系统（1）地面供电系统延用凿井期间的供电系统，根据二期工程施工需要进行适当调整。（2）井下供电系统井下用电设备见下表序号设备名称型号单位数量使用地点备注1耙装机PY-60B台6工作面N=30kw/台2喷浆机PZ-5(B)台6工作面N=5.5kw/台3局扇2BKJ系列台6工作面暂定N=22kw/台4潜水泵50QW40-30台2井底水窝N=7.5kw/台5机掘设施型号待定套1暂定N=100kw/套6其他小型设施暂定N=30kw/在主井井底车场附近适当位置建一座临时变电所，具体位置经与矿方协商后确定。根据井下用电负荷安装变压器、高低压防爆开关等数台配电设备以满足井下施工需要。由地面临时变电所至井下临时变电所沿井壁敷设两条MYJV326KV3×50mm2高压电缆下井，给井下临时变电所提供双回路电源。砼搅拌系统井口附近设砼搅拌站，配两台JS-500型砼搅拌机。搅拌好的干料用矿车送至工作面使用。搅拌机的上料由计量装置供给，根据不同的砼配比，严格进行计量，以确保砼质量。安全设施设置（1）KJS型容器防坠抓捕器。每个罐笼设抓捕器一套，防止因断绳而造成坠罐事故发生。（2）GHT型吸能防撞及托罐装置每部罐笼在井口上方过卷高度内安装一套，该装置不但能有效的将全速过卷的罐笼较平缓的停住、而且能防止罐笼下滑。（3）NB型防墩罐装置每部罐笼在井下过放距离内安装一套，该装置不但能有效的将全速过放的罐笼较平缓的停住，而且能基本保证乘员安全。（4）KHT缓冲阻尼同步摇台在井上下罐笼装卸载位置各安装一套缓冲阻尼同步摇台，以承接罐笼方便矿车进出，人员进出罐笼采用沉罐方式。5.3.（1）主要测量仪器及工具序号名称规格型号精度等级单位数量备注1经纬仪TDJ2E2″台1测量仪器及工具均进行年检，保证使用过程中处于有效状态。2水准仪DS3-13mm台13测距仪REDMINI5＋5ppm台14钢尺50m比长把1（2）井下控制测量①对设计图纸进行导线设计及坡度核算，若闭合差较小，可直接调整，若闭合差较大，应向甲方提供资料修改设计，以达到最终导线和高程闭合。②根据甲方提供的井下控制点，布设7″控制导线进行平面控制，I级水准测量和基本控制导线的三角高程测量进行高程控制。当支导线距离大于2000m时，加测陀螺定向边对方向进行控制。③贯通测量要根据其允许偏差选择合理的测量方案，重要的贯通测量应进行测量误差预计，并编制设计说明书。内业和外业必须有检核，并经常将施测的精度与设计书中所要求的精度进行比较；当距贯通相遇点50m时，应及时下达贯通通知书于有关部门；贯通后进行偏差的实测和中腰线的调整。通风系统（一）局部通风设备选型计算（1）风量计算=1\*GB3①按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算：Q掘=100×q掘×k=100×0.5×1.3=65m式中：100—单位瓦斯涌出量配风量m3/min，以回风流瓦斯浓度1%的换算值。q掘—掘进工作面瓦斯（二氧化碳）绝对涌出量，m3/min；二期工程主要工程为岩巷掘进，绝对瓦斯涌出量暂按0.5m3/min考虑，施工期间，根据实际涌出情况重新核算风量k—掘进工作面瓦斯或二氧化碳涌出不平衡系数，取1.3。=2\*GB3②按最低风速计算Q掘=9s=9×22=198m式中：Q掘—工作面需风量。9—掘进中岩巷的最低风速值，m3/min。s—断面图册中提供的最大的掘进巷道断面积为22m=3\*GB3③按每班最多出勤人数计算：Q掘=4n=4×20=80m3式中：n—每班最多出勤人数，20人。按上述计算结果，工作面最大需风量值Qz=198m3/min=3.3m3/s,则局部通风机工作风量须达到Q=1.25Qz=247.5m3/min=（2）风压计算选用Φ700mm阻燃抗静电胶质风筒，其百米风阻值取17.6Pa.s2/m6。二期工程施工风筒供风长度最大值约1000m，则R最大=1000/100×17.6=176Pa.s2/m6P=R最大*Qz*Q=3.3×4.12×176=2392Pa根据计算结算：Q=247.5m3/min、P=2392Pa，结合局部通风机特性曲线，每个掘进工作面选用1台2BKJ№5.6/2×15型对旋式局部通风机(Q=195～400m3/min，P=1280～3400pa）配用直径700mm胶质阻燃风筒，即可满足风量要求；当通风距离超过1000m时可换用直径800mm胶质阻燃风筒或换用2BKJ№6.0/2×（二）各阶段通风方案设计根据工程排队情况，确定通风方案为：主井井筒与风井井筒贯通阶段，采用设在地面的局扇及井筒内风筒为掘进工作面供风；主井与风井贯通后至主井的环形车场形成前，采取在主井西侧砌筑挡风墙设局扇群为掘进工作面供风；主井的环形车场形成后，在风井马头门两侧各设一台抽出式辅扇，形成全风压通风系统；主井与副井贯通后，根据施工情况砌筑通风设施，形成风井回风，主井、副井进风的通风系统。辅扇的选型布置结合主井井区和风井井区同时施工工程需风量、服务期限，并考虑辅扇在井底布置受客观条件限制的因素以及投入的经济合理性而确定。本工程施工通风系统调整主要分为三个阶段：第一阶段：主井井筒与风井井筒贯通阶段(在此期间只有一个掘进工作面)，仍采用设在地面的局扇及井筒内风筒为掘进工作面供风。第二阶段：主井与风井贯通后至主井的环形车场形成前，采取在主井东侧砌筑挡风墙(两道，安设撞杆风门)设局扇群为掘进工作面供风。第三阶段：（1）主井的环形车场形成后，主井西侧的挡风墙只留设一趟风筒(或两趟)和局扇(两台)为回风大巷（南翼辅助运输大巷）掘进施工供风，其他掘进工作面需用局扇均安设在主井井筒西侧变电所回风道内。（2）副井绕道形成后，在副井西侧设挡风墙(两道，安设撞杆风门)，根据西侧需增加的掘进面个数安设局扇和风筒，为内外水仓供风的局扇可安设在Ⅵ号交岔点南侧的副井绕道内。附：赵楼煤矿二期工程通风方案第二、三阶段通风系统示意图（三）抽出式辅扇选型计算（1）矿井总风量计算①按井下同时工作的最多人数计算所需要的风量Q=4×N×K=4×260×1.3=1352mN—主、风井二期工程施工高峰期最多为8个掘进工作面同时施工，同时工作的最多人数计算按每掘进工作面20人，辅助工80人，合计260人。K－风量备用系数，取1.3。（2）按掘进需风量总和计算Q=∑Q掘×K=400×8×1.3=4160m3Q掘－取选用局扇最大吸风量400m3/min赵楼矿井为低瓦斯矿井，且工程施工多为岩巷施工，暂不考虑按瓦斯计算的需风量，取按掘进需风量总和为辅扇需提供的风量；选用两台同型号抽出式辅扇，则单台辅扇抽风量为2130m3/min（35.5m（2）辅扇选型根据上述计算结果Q＝35.5m3/s查FBCZ54－4－№13轴流式通风机性能参数表（Q＝14～37m3/s，H＝240～1500pa），选用2台该型号通6、劳动组织及循环作业方式6.1劳动组织主井二期工程施工采用项目法管理，在施工现场建立项目部，项目部下设技术、质量、安全、经济、供应、后勤等各职能部门以及掘进队、机电运搬等辅助队。详见项目部组织机构图。掘进队60人/队，施工高峰期安排5个队，共300人，运搬队40人，机电队30人，通风队15人：项目部管理人员18人，共403人。6.2施工队伍安排施工一队：风井二次改绞前施工临时水仓→变电所通道及开口→副井重车线、4#交叉点及调度室；风井二次改绞后施工主井箕斗装载硐室→主井壁后注浆；主井二次改绞后施工与副井贯通巷道及等候室→制冷硐室→一中车场→二中车场。施工二队：风井二次改绞前施工清理撒煤通道→8#交叉点→消防材料库与风井贯通→8#至3#交叉点→3#交叉点→人车场20m；风井二次改绞后施工人车场及2#、1#交叉点→南部辅助运输大巷。施工三队：1#交叉点施工结束后施工胶带机头联络巷→主井与煤仓联络通道→胶带机头硐室→机头变电所→装载胶带机巷通道→装载胶带机巷及给煤机硐室→煤仓。施工四队：主井二次改绞后施工副井空车线及5#、6#交叉点→6#交叉点到内、外水仓开口→外水仓→井下水处理硐室。施工五队：主井二次改绞后施工主变电所、泵房及管子道→副井空车线→内水仓。6.3循环作业方式平、斜巷施工期间，采用专业和固定工序作业方式，掘进队“四六”制作业。机电运转维修及施工辅助工种采用“三八”制作业。工程技术人员及项目部管理人员实行全天值班制度。7、施工进度计划及工期安排根据图纸提供的工程特点、工程量及矿方对进度指标的要求，并结合我处的实际技术装备能力及确定的施工方案对本工程施工进度计划进行编制，按照工期科学合理、稳妥可靠，并做到合理投入资源，力求均衡生产的原则，确定施工进度指标和进行工期排队。7.1施工进度计划平斜巷掘砌工程：平均进度指标：S＜14m29014<S<2080m20m2＜S70硐室掘砌工程：平均进度指标：600～800m3/月7.2工期安排总工期24.7个月其中：主井二次改绞完成前7个月主井二次改绞完成后至辅助运输大巷完成17.7个月主井二次改绞完成后至煤仓完成11个月主井二次改绞完成后至内外水仓完成7个月详见赵楼煤矿主井二期工程工程排队。8、质量保证体系及保证质量主要措施8.1工程质量目标：巷道掘砌工程质量等级达到优良。8.2工程质量标准8.2.18.2.2严格执行GBJ213—8.3质量保证体系我公司已通过ISO9001-2000、ISO14001-2004、OHSMS18001-1996标准体系审核认证，获得GB/T19002质量体系、GB/T24000环境管理体系、GB/T28001职业健康安全管理体系认证证书。项目部各项工作要严格按体系程序文件的要求开展。质量保证体系详见质量保证体系框图。8.4保证工程质量的主要措施实行全面质量管理，深入开展群众性的QC小组活动。坚持以预防为主,实行事前、事中、事后控制相结合，执行质量否决权。建立健全现场质量管理及检查机构，配备专职质量检查人员，完善质检人员岗位责任制。坚持施工程序，并主动接受甲方、监理单位及矿区质量监督站对工程质量检查。加强施工计量管理，配备足够数量的计量工具，认真进行计量监测，确保计量的准确性。施工前和施工过程中不断开展全员技术培训和技术练兵，加强员工质量意识，提高施工技术水平。工程开工前，会同设计部门及建设单位进行图纸会审和技术交底工作。编制先进合理、切实可行的施工作业规程，并认真贯彻到所有施工人员，使每个施工人员都能正确掌握工程施工方法和质量要求。加强施工现场工程材料采购货源及质量管理制度，对于构成工程实体的主要材料必须具有出厂合格证、试验单等资料，确保使用材料全部符合设计要求，不合格的材料不得使用。配合比及外加剂掺量，在施工前通过试验后确定，配合比牌板悬挂于搅拌站内。配制砼的砂、石、水泥按批进行监理监督取样，送监理指定的有资质的试验室，委托质量监督单位进行理化试验，砂、石按品种分别设置堆放场地。拌合用水采用洁净的自来水，对于配制砼的砂石必要时通过水洗，确保砼集料、水泥及拌合水符合要求。立模工作是保证巷道质量的关键，组立模板应严格遵守立模操作程序。立模前必须检查模板是否变形，如有变形，必须经修理、整型，确属完好时，方可使用。浇注砼应对称分层进行，防止模板受力不均而产生位移，随浇灌随捣固，防止出现蜂窝、麻面、狗洞等质量事故。浇注砼应连续进行，间隔时间不得超过砼初凝时间，超过初凝时，要先用风镐凿成毛面，清理干净后再进行浇灌。砼浇筑时，采用高频振捣器振捣，分片专人负责，并在浇筑地点采样制作砼试块。定期对巷道中心线进行校对，严格控制巷道的标高、方位，符合设计和规程的要求。根据质量要求，定期开展工程质量检查，认真做好质量自检、互检、专检工作。严格实行工序质量控制，上道工序不合格，下道工序不施工。对隐蔽工程和重点工程设置工序质量控制点，将质量隐患消除在施工过程中。建立单位工程施工技术档案，加强施工技术资料及原材料试验资料的管理工作，工程竣工后提交建设单位审查存档。建立工程施工日志及检验记录，并随时提供甲方及监理人员查阅。9、安全技术措施 9.1一般要求9.1.1施工人员心须牢固树立“安全第一、预防为主”9.1.2严格执行《煤矿安全规程》，严格按照“施工组织设计”和“施工作业规程”以及“操作规程”进行施工。坚决反对“三违”，坚持“一工程一措施”、“无措施不能施工”9.1.3建立通风瓦斯检查机构，配备合格的专职人员，巷道施工首次9.1.49.1.5必须建立井口管理制度，井上下信号工、把钩工、主提升司机及小绞车司机等特种作业人员9.1.69.1.7建立健全全员9.1.8附图：9-1安全保证体系框图9.2爆破管理9.2.1井下爆破工作必须由专职爆破工担任，严格执行掘进工作面9.2.2爆破作业必须严格执行“三遍哨子制”（一响撤人、二响爆破、三响解除）、“三保险”（拉线、设置警标、吹哨）和“三人连锁9.2.3不得使用过期或严重变质的爆炸材料9.2.9.2.5爆破工必须把炸药、电雷管分开存放在专用的爆炸材料箱内，并加锁；严禁乱扔、乱放。爆炸材料箱必须放在顶板完好，避开机械、电气设备9.2.9.2.①必须在顶板完好、支护完整、避开电气设备和导电体的爆破工作地点附近进行。严禁坐在爆炸材料箱上装配起爆药卷。装配起爆药卷数量以当时当地需要数量为限。②装配起爆药卷必须防止电雷管受震动、冲击，折断脚线和损坏脚线绝缘层。③电雷管必须由药卷的顶部装入，严禁用电雷管代替竹、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。④电雷管插入药卷后，必须用脚线将药卷缠住，并将电雷管脚线扭结成短路。9.2.9.2.9炮眼封泥应用水炮泥，水炮泥外剩余的炮眼部分应用粘土炮泥或用不燃性的、可塑性松散材料制成的炮泥封实。严禁用煤粉、块状材料或其他可燃性材料作炮眼封泥。无封泥、封泥不足或不实的炮眼严禁爆破。严禁裸露爆破，严禁放糊炮9.2.①炮眼深度小于0.6m时，不得装药、爆破；在特殊条件下，如挖底、刷帮、挑顶确需浅眼爆破时，炮眼深度可以小于0.6m，但必须符合下列要求：a、每孔装药量不得超过150g；b、炮眼必须封满炮泥；c、爆破前，必须在爆破地点附近洒水降尘，并检查瓦斯，浓度超过1%不准爆破；d、检查并加固爆破地点附近支架；e、爆破时，必须设好警戒并有班组长在现场指挥；②炮眼深度为0.6～1m时，封泥长度不得小于炮眼深度的1/2。③炮眼深度超过1m时，封泥长度不得小于0.5m。9.2.①掘进工作面的控顶距离不符合作业规程的规定，或者支护有损坏。②爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.0％。③在爆破地点20m以内，矿车、未清除的煤矸或其他物体堵塞巷道断面1/3以上。④炮眼内发现异状、温度骤高骤低、有显著瓦斯涌出、煤岩松散。⑤掘进工作面风量不足。9.2.12爆破前，必须加强对固定机械设备和电缆的保护，并将流动设备移出工作面。爆破前，班组长必须亲自布置专人在警戒线外担任警戒工作，警戒人员必须在安全地点警戒。警戒线处应设置警戒牌、栏杆或拉绳。爆破结束吹解除警戒哨后9.2.①爆破母线材料必须符合标准。②爆破母线和连接线、电雷管脚线和连接线、脚线和脚线之间的接头必须相互扭紧并悬挂，不得与轨道、金属管、金属网、钢丝绳等导电体相接触。③巷道掘进时，爆破母线应随用随挂,不得使用固定着的线路作为爆破母线。④爆破母线与电缆、信号线应分别挂在巷道的两侧。如果必须挂在同一侧，爆破母线必须挂在电缆的下方，并应保持0.3m以上的距离。⑤只准采用绝缘母线单回路爆破，严禁用轨道、金属管、金属网、水或大地当作回路。⑥爆破前，爆破母线必须扭结成短路。9.2.14井下爆破必须使用发爆器9.2.9.2.16爆破工必须最后离开爆破地点，并必须在安全地点起爆。起爆地点到爆破地点的距离直线巷道不少于120m、曲线巷道不少于9.2.9.2.9.2.9.2.9.2.①由于连线不良造成的拒爆，可重新连线起爆。②在距拒爆炮眼0.3m以外另打与拒爆炮眼平行的新炮眼，重新装药起爆。③严禁用镐刨或从炮眼中取出原放置的起爆药卷或从起爆药卷中拉出电雷管。不论有无残余炸药严禁将炮眼残底继续加深；严禁用打眼的方法往外掏药；严禁用压风吹拒爆（残爆）炮眼。④处理拒爆的炮眼爆炸后，爆破工必须详细检查炸落的煤、矸，收集未爆的电雷管。⑤在拒爆处理完毕以前，严禁在该地点进行与处理拒爆无关的工作。9.2.9.2.23严格执行爆炸材料领退制度，领退要有记录、签字9.2.24爆破前后，爆破地点附近9.2.25贯通施工,在巷道预透前20m贯通距离相距20m至贯通期间，施工区队每次装药爆破前，班组长应指定专人到所有通往预透处的安全通道站岗，站岗距离要在作业规程明确规定。并有专人负责联络，爆破工在接到站岗人员到位的通知后方可爆破，爆破结束站岗人员接到联络人员允许撤岗的通知后，方可撤岗。9.3“一通三防”管理9.3.1（1）加强通风管理，辅扇、局部通风机均必须由专职或兼职人员留名挂牌管理，保证正常运转，其他人员不得随意停开。（2）选用阻燃抗静电胶质风筒，风筒吊挂平直，无脱节、无破口，要防止矿车摩擦挤压风筒，风筒口距迎头距离：岩巷施工不大于10m，煤巷及半煤岩巷施工不大于5m；并保证风量充足，百米漏风率不超过3%。（3）无论工作或交接班都不得停止局部通风机的运转，局部通风机因故停止运转时，人员要及时撤至进风巷道内，并在停风巷道巷口挂“严禁人员入内”的警戒牌。（4）恢复通风前必须检查瓦斯，只有在局扇及开关附近10m范围内风流中的瓦斯和二氧化碳浓度都不超过0.5%时，方可人工开启局部通风机。进行恢复通风、排放瓦斯工作必须编制专项措施。（5）局部通风机供电必须实行“三专”，并与掘进工作面供电实现风电闭锁，保证停风后切断停风区内全部非本质安全型电气设备的电源。9.3.2（1）掘进工作面设专职瓦检员检查瓦斯，每班检查次数不少于两次；在掘进巷道的回风流、工作面设瓦斯牌板，每次检查完瓦斯后，瓦检员将检测数据填写在瓦斯牌板上。（2）爆破作业过程中，瓦检员必须做好“一炮三检”工作；并与放炮员、班长严格执行“三人联锁放炮”制度。（3）掘进工作面附近20米范围内瓦斯浓度超过1%，不得放炮。（4）掘进工作面及其他作业地点风流中、电动机或其开关安设地点附近20m（5）项目经理、副经理、工程技术人员、掘进队长、班长、流动电钳工等人员下井，必须携带便携式甲烷检测报警仪。瓦斯检查工必须携带光学甲烷检测仪检查瓦斯。（6）掘进工作面必须设置甲烷传感器，报警点、断电点、复电点要符合《煤矿安全规程》有关规定。甲烷传感器、便携式甲烷检测仪每7天要采用标准气样调校一次，误差超过规定时，及时调校。9.3.3（1）坚持湿式凿岩，井下所有接尘人员必须配备防尘口罩。（2）距掘进工作面20m范围内必须安设水针，水针所在地有盛放水炮泥的箱子，箱子内有不少于定一次炮需用的已灌装好水的水炮泥。（3）耙斗机卸料槽上方安装水幕，实现耙装喷雾。耙装前必须对岩（煤）堆进行洒水。（4）距工作面50m范围内设一道能封闭全断面的水幕，放炮员在联炮后向外敷设母线时打开喷雾，放炮后等炮烟散净后关闭喷雾。（5）距掘进巷道回风口混合风流处20m内安设一道能封闭全断面的常开净化水幕，并在有效范围内挖出引水沟。（6）水管每隔50～100m设一个三通，以便接水管，及时进行冲洗巷道。9.3.4本工程施工过程中防火的重点主要是外因火灾：防设备、缆线和人为火灾等。（1）地面变电所、绞车房、油库、爆破材料库、压风机房、木料存放和加工场等；井下炸药库、变电所、绞车房等机电硐室均必须有防火措施和制度，并要挂牌上墙。对其中的消防水池、消防材料及扑灭各类火灾规定使用的灭火器材的类别、数量与设置都要按防灭火要求做出明确的规定。（2）井口附近50m以内的临时建筑都应用不燃性材料建筑，否则必须有防灭火措施。井口附近20m内不得有明火，并要有警示牌悬挂在醒目的地点。（3）严格入井人员检身制度。严禁携带烟火下井，禁止穿化纤衣服入井，井下严禁用灯泡取暖和使用电炉。（4）要加强爆破管理，防止爆破作业操作不当造成火灾。（5）火灾处理：电气设备、缆线着火时，首先切断电源，用沙子岩粉灭火。因机械摩擦生热、油脂、纱布或其它引发火灾，可利用身边物件，水管直接灭火。9.4顶板管理9.4.1掘进工作面严禁空顶作业，靠近掘进工作面10m9.4.29.4.3①找顶应从有完好支护的地点开始，由外向里,先顶部后两帮，依次进行，找顶范围内严禁其他人员进入。②找顶工作人员用长把工具找顶时，应防止煤矸顺杆而下伤人。③顶帮遇有大块断裂煤矸或煤矸离层时，应首先设置临时支护，保证安全后再顺着裂缝、层理慢慢的找下，不得硬刨强挖。9.4.49.4.5爆破后及时使用前探梁、并用木楔加紧9.4.6在锚网喷支护中，当围岩稳定性较好，采用先锚后喷的方式；当围岩不稳定，顶板破碎、易风化、易冒落时，先喷射混凝土封闭围岩，然后9.4.7锚杆必须用力矩扳手拧紧，确保锚杆的托盘紧贴9.4.8安装的托盘要与围岩接触严密，严禁在托盘后充填木片、碴子等杂物，托盘、螺母要上紧上牢，锚杆外露长度50～9.4.9锚网喷支护巷道当过断层、顶板破碎严重9.4.10如果冒顶，必须使其形成平衡拱稳定好，或者离层之上顶板通过敲帮问顶确认稳定9.4.1①顶板来压，支护变形速度骤增；②瓦斯等有害气体超限，涌水量增大，有透水预兆。9.4.12迎头20米内必须常备手镐，长3.0m钎杆和撬棍（∮209.5电器设备管理9.5.1井下电器设备要严格执行定期检查维修制度，设备保持完好，9.5.2井下电器设备、电缆严禁有失爆现象。井下不得带电检修、搬迁电器设备；检修或搬迁前，必须切断电源，并先检查瓦斯，在其巷道风流中瓦斯浓度低于1%时，用同电源电压相适应的验电笔检验，检验无电后，方可进行导体对地放电。控制设备内部安有放电装置的，不受此限。开关把手在切断电源时，必须闭锁；并悬挂“有人工作，不准送电”9.5.3所有电器和设备距轨道的安全间隙不得小于500mm9.5.49.5.5电气设备不应超过额定值运行，防爆电气设备入井前，应检查其“产品合格证”、“煤矿许用产品安全标志9.5.89.5.9①电缆吊挂必须用电缆钩。②巷道中悬挂的电缆应有适当的驰度，其悬挂高度应保证电缆在矿车掉道时不受撞击，在电缆坠落时不落在轨道上。③电缆不应悬挂在风管或水管上，不得遭受淋水。电缆上严禁悬挂任何物体。电缆与压风管、供水管在巷道同一侧时，必须设在管子上方，并应保持0.3m以上的距离。9.6提升运输管理立井罐笼提升（1）所有人员进入井口必须听从信号工、把钩工的指挥。（2）无关人员不得进入井口，检查及参观人员须由项目部有关人员陪同。（3）禁止从井口栏杆向下探望，以免矿帽及其它携带物品坠入井下。（4）非检修检查人员不得攀登井架及其它设施。（5）任何人不得携带烟火、易燃品进入井口，井口周围20米内严禁使用明火。（6）入井人员须着工装、胶靴、佩戴矿帽、矿灯和保险带，进入井口后要听从把钩工的指挥，应自觉接受检身。（7）乘罐人员不得携带大材料、工具，人与物不得混载，严禁超载。（8）罐笼未停稳前不得上下人员，不得在罐笼内打闹，罐笼停稳后得到信号、把钩工允许后方可上下，不得抢上、抢下，以防坠落。（9）罐笼中载有工作人员在井上下停罐时，严禁使用罐座。（10）井底进出车侧的把钩工必须严格控制井底的行人，当罐笼在井筒中运行期间严禁行人，只有当一个罐笼在井底停稳后，工作人员方可在把钩工许可的情况下在罐笼中通过。（11）每班入井职工应清点记录，升井后没有及时升井人员要查明原因，未查明原因，当班人员不得交班。（12）下放大件或超长材料，应有专门措施，并由井口把钩工和专职安检员检查是否捆牢，并与绞车工联系后方可下放。（13）运输爆炸材料时，必须有井下爆炸材料负责人或经专门训练的人员持证押送。雷管、炸药必须分别运送。罐笼装有爆炸材料时，除爆破工或押送人员外，不得有其他人员。（14）运送炸药或雷管时，罐笼升降速度不得超过2米/秒，在起动或停止提升机时，不得使罐笼发生震动。（15）提升系统中的提升绞车、钢丝绳、天轮、连接装置、罐笼等应由专职安检员每天检查一次，发现问题及时处理，涉及到安全运转的问题要及时上报。检查情况和处理结果必须进行纪录并签名。（17）天轮每天必须检查一次，检查时应与井口信号工、把钩工联系好，并在检查纪录本上签字，标明开始与结束的时间。检查时人员应衣着整齐，穿软底防滑靴，所用工器具装入工具袋，工具挂绳。井下运输管理.1平巷人力推车 采用人力推车运输时，1次只准推一辆车，严禁在矿车两侧推车，两车同向推车间距在轨道坡度小于或等于5‰时，不小于10m，坡度大于5‰时，不小于30m；坡度大于7‰时，禁止人力推车，并在遇行人或拐弯时应提前发出呼号，不得出现放飞车现象。.2调度绞车安装及使用（1）调度绞车安装①巷道施工中使用调度绞车牵引运输，首先应进行提升能力验算，对于上山施工巷道，还须对挂设的导向滑轮、回头滑轮进行验算，必须符合《煤矿安全规程》中有关规定及安全系数的要求。②绞车提升中心线与轨道中心线的夹角不得超过1°30′，绞