煤业公司60万吨矿井施工组织设计(投标文件)

PAGE4PAGE1XX煤业公司60万吨矿井施工组织设计目录第一章概述 51.1矿井初步设计概况 51.2施工组织设计编制依据与原则 71.2.1施工组织设计编制依据 71.2.2施工组织设计编制原则 71.3编制施工组织设计的基础数据和控制指标 81.3.1井巷工程平均月进度指标 81.3.2劳动生产率指标 81.3.3矿井建设准备阶段工期 81.3.4主、副井装备工期指标 91.3.5其他工期指标 91.3.6矿井从投产到达产产量增长指标 9第二章矿井建设施工准备及工业广场布置 102.1四通一平 102.1.1道路 102.1.2供水 102.1.3供电 102.1.4通讯 102.1.5场地平整 112.2实测工作 112.3建安工程及施工总平面布置 112.4永久建筑及设施利用 14第三章井巷工程施工及辅助系统 143.1施工顺序及关键线路确定 153.1.1井巷工程施工顺序 153.1.2关键线路确定 153.2井筒及相关硐室施工 163.2.1.井筒施工方案 163.2.2、支护方法 183.3临时提升接替 213.3.1临时提升接替方案 213.3.2井筒改绞方案 213.4主要巷道及硐室施工 223.4.1井底车场及硐室工程概况及工程量 223.4.2顺槽工程施工概况及工程量 233.4.3岩石平、斜巷施工 233.4.4煤巷施工 243.4.5切眼施工 263.4.6施工进度及工期 273.4.7劳动力配备计划 273.5井巷工程施工辅助系统 273.5.1提升系统 273.5.2压风系统 283.5.3通风及监控系统 283.5.4排水系统 293.5.5供电系统 313.5.6井上、下运输系统 333.5.7井上、下供水系统 373.5.8照明、信号及通讯、监控系统 383.5.9建井期间测量、贯通控制 46第四章主要机电安装工程 464.1工程概况 464.2工程安排 474.3主要安装工程施工方法 474.4设备进厂时间计划表 49第五章矿井建设总工期 505.1工期排队原则 505.2矿井施工关键节点日期及施工总工期 515.2.1施工关键节点日期 525.2.2施工总工期 575.3施工图供应计划 575.4永久设备进场计划 585.5逐年投资计划 59第六章施工项目管理 626.1组织管理 626.1.1项目管理组织形式 626.1.2项目管理机构的职责范围 626.2投资控制 676.2.1设计阶段的投资控制 676.2.2实施阶段的投资控制 67第七章施工质量目标及管理 697.1质量目标 697.2质量管理体系 697.3质量保证措施 71第八章施工安全管理 748.1安全目标 748.2安全管理体系 748.2.1安全管理组织机构 748.2.2安全管理措施及制度 748.3“六大安全系统” 758.3.1矿井监测监控系统 758.3.3矿井压风自救系统 768.3.4矿井供水施救系统 768.3.5矿井通信联络系统 768.3.6井下紧急避险系统 768.4主要安全技术措施 778.4.1矿山救护 778.4.2防治水 778.4.3斜井井筒施工 788.4.4钻眼、放炮 798.4.5顶板管理 838.4.6供用电措施 838.4.7机掘安全技术措施 848.4.8安装刮板机安全技术措施 858.4.9刮板机司机操作安全技术措施 858.4.10胶带机使用安全技术措施 878.4.11延伸皮带机尾安全技术措施 888.412“一通三防”管理 888.4.13预防灾害的措施 908.4.14避灾路线及安全出口、应急预案 94第九章施工环境保护及节能减排措施 1029.1环境保护 1029.1.1初始环境评审 1029.1.2环境因素调查 1039.1.3确定环境目标 1039.1.4制定环境管理方案及环境保护专项措施 1069.2节能减排 1079.2.1用水节能管理 1079.2.2用电节能管理 1079.2.3废气排放 1089.2.4废水排放 1089.2.5噪声 108

第一章概述1.1矿井初步设计概况XX煤业有限公司矿井建设项目，根据山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室晋煤重组办发［2009］79号文件，以大同煤矿集团有限责任公司为主体兼并重组整合古交市咀头煤矿、古交市福鑫煤业有限公司共2个煤矿生产企业，兼并重组后煤矿企业预核准名称为大同煤矿集团太原鸿福煤业有限公司。山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室以晋煤重组办发［2010］43号文件同意将该矿兼并重组整合主体变更为华润电力控股有限公司，企业核准名称为XX煤业有限公司。山西省国土资源厅于2011年1月28日为该矿颁发了证号为C1400002009121220047763采矿许可证，井田面积为2.4454km2,批准开采2～9号煤层，生产规模为600kt∕a。该矿位于古交市西北约11.5km处，嘉乐泉乡咀头村北，行政区划隶属古交市嘉乐泉乡。井田西距太（原）～宁（武）公路3.5km，距太（原）～岚（县）铁路2.5km，由镇城底通往阁上乡的乡级公路从矿区约0.5km处通过。南部和东部外围分别有通往镇城底和嘉乐泉煤矿的铁路专线，交通较为便利。矿井采用斜井开拓方式，原煤运输主要采用胶带输送机，副斜井装备单钩串车，担负矿井材料设备运输、矸石提升等辅助提升任务，设台阶扶手，兼做进风井和矿井的安全出口。矿井设计生产能力为60万t/a，服务年限为4.5a。本井田开采的8号煤层为焦煤，洗选后可作炼焦用煤，此外也可做化工用煤及动力用煤。市场前景十分看好。水文地质类型：依据井田构造、井田内各可采煤层充水含水层富水性弱，补给条件、采古空区积水情况等。该矿水文地质条件为中等类型。矿井涌水量预测：矿井正常水量为20m3/h，矿井最大涌水量为27m3/h，黄泥灌浆析出水量为7m3/h，按正常涌水量采用27m3/h。瓦斯：鸿福煤业开采8号、9号煤层的各生产时期均属低瓦斯矿井。煤尘爆炸性：8号、9号煤尘具有爆炸性，施工中需加强防尘管理。煤层自燃发火倾向性：8号煤层自燃倾向性等级为Ⅱ级，为自燃煤层。9号煤层自燃倾向性等级为Ⅱ级，为自燃煤层。地温、地压：煤层开采至今未发现有地温异常和地压异常现象。据邻区资料，地温无异常现象，地温梯度也偏小,一般为1-3°/100m，本区应属地压正常区。煤层顶底板条件：8号煤层直接顶板为石灰岩，厚度0.45～2.78m，平均1.31m，致密坚硬，不易垮落，底板为砂质泥岩、泥岩，不具膨胀性，顶、底板均易于管理。9号煤层直接顶板为砂质泥岩、粉砂岩，底板为泥岩。10号煤层直接顶板为中砂岩，局部为炭质泥岩，底板为泥岩。移交生产并达到产量时，共设置三个斜井。主斜井：利用咀头矿现主斜井，支护形式及装备不变，长度238m，倾角20°，半圆拱料石砌碹支护，净宽2.82m，净高2.71m，净断面积6.8m2。担负矿井煤炭提升、行人、进风任务，设有人行台阶及扶手兼做矿井的安全出口。副斜井：利用现咀头矿副斜井，将断面扩至：净宽3.6m、墙高1.6m半圆拱断面锚喷支护，净断面10.85m2，长度197m，铺设30kg/m轨道单钩串车提升，作为矿井材料斜井，担负矿井材料设备下放、矸石提升及行人任务，设有人行台阶及扶手兼做矿井安全出口。回风井：刷大原咀头煤矿回风斜井作为兼并重组后矿井的回风斜井，井筒倾角22°，净宽由2.05刷大为4.3m，净断面12.4m2，落底于4号煤层。回风暗斜井（新建）：4号煤与8号煤间采用暗斜井联络，断面参数与回风斜井相同，斜长为200m，倾角为28°，担负矿井回风任务，设有人行台阶及扶手兼做矿井安全出口。巷道布置：由于井田2、3、4号煤层已采空，7号为蹬空破坏层，没有可采资源储量，10号煤虽有储量但是采矿证未批复，为此本次设计将对8、9号煤进行开拓开采布置。8、9号煤层间距为5.58-12.82m，平均为9.00m，本次设计将划分为一个水平进行开采，8、9号煤联合布置。利用现有沿8号煤层布置的一采区胶带下山、回风下山，在胶带下山西侧，平行于胶带下山新增8号煤轨道下山，开采井田内一采区8号煤。9号煤在原咀头煤矿井田范围内利用一采区8号煤3条下山对其进行回采。利用现有一采区西沿8号煤布置的二采区胶带巷、回风巷，开采二采区8号煤，二采区胶带巷为机轨合一布置。采区划分：全井田划分为3个采区，分别为一采区（开采8号煤、9号煤），二采区（开采8号煤），三采区（开采8号煤、9号煤）。水平划分：全井田设一个开采水平，水平标高为+1024.42m，在8号煤层。7、井下煤炭运输采用带式输送机运输，辅助运输采用调度绞车牵引矿车运输。8、矿井通风方式为中央并列式。通风方法为机械抽出式。1.2施工组织设计编制依据与原则1.2.1施工组织设计编制依据煤炭工业现行的法律、法规、规程、规范和有关规定；2、批复的《XX煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计说明书》3、兼并重组整合建设项目施工招标文件。4、《煤矿安全规程》（2010版）5、《煤矿井巷工程施工及验收规范》（2010版）6、工程测量规范。7、质量控制标准。8、土方与爆破工程施工及验收规范。9、砼工程施工及验收规范。锚杆喷射混凝土支护规范。11、混凝土结构工程施工质量验收规范。12、《建筑工程施工手册》13、《煤矿安装质量检验评定标准》14、本公司的技术装备、施工经验、队伍素质以及现有的施工条件。1.2.2施工组织设计编制原则1、为了反映我国矿井的建设技术和管理水平，施工组织设计的编制应有一定的先进性，在编制时始终坚持合理、先进、可靠、可行的原则。2、合理安排队伍进场前的各项准备工作。3、认真优选施工方案和施工方法，确定合理的施工顺序，保证在合同规定的工期内将工程建成移交。4、周密制定技术上先进、经济上合理的技术组织措施，确保工程质量和施工安全。5、准确计算人力、物力等资源，制定合理可行的供应方案，确保均衡施工和满足施工高峰的需要。6、编制可靠的工程进度计划，根据关键线路确定施工中的关键单位工程和关键施工工序，突出重点、保证全局。施工组织设计本着优质、高效、安全施工的原则，在实际施工中根据具体情况还要不断调整和进一步完善。在施工中要加强科学管理，合理安排，在施工组织设计指导下，施工单位能够充分利用先进施工技术和施工管理经验，严格做好四大控制，圆满完成本项目的施工任务，为XX煤业有限公司矿井兼并重组整合项目的早日投产而努力。1.3编制施工组织设计的基础数据和控制指标1.3.1井巷工程平均月进度指标为了较为准确地反映矿井建设工期，设计采用了切实可行的井巷成巷进度指标，要求施工单位施工技术力量和装备相对较强。井巷工程施工要求采用新技术、新设备、新工艺，努力提高施工速度，保证工程质量。工程进度的确定，依照“煤炭工业设计规范”的规定，结合当地施工队伍的技术水平，设计各类巷道成巷进度指标如下：井筒表土段40m/月，基岩段60m/月煤巷炮掘120m/月，综掘200m/月硐室500m3/月1.3.2劳动生产率指标XX煤业有限公司设计生产能力600Kt/a，根据最新颁布的《煤炭工业矿井设计规范》，年工作日按330天计算，工作制度井下四六制，地面三八制。每天三班生产，一班准备，计算全矿井在籍人数为495人。定员中各工种所占比重管理人员（包括工程技术人员）占原煤生产人员出勤人数的8%，服务人员占原煤生产人员出勤人数的6%，其他人员占原煤生产人员出勤人数的16.8%。管理人员、服务人员和其他人员占矿井在籍总人数的19%。劳动生产率：根据岗位确定的定员计算所得：矿井全员效率=1.3.3矿井建设准备阶段工期矿井开工前工程准备工作的重点项目主要包括：测量工作、工业场地平整及障碍物的拆迁、四通工作、生活服务设施、生产服务设施、生产辅助设施、井口工程、非标件加工、材料及设备以及其他。矿井建设准备阶段工期为1个月。1.3.4主、副井装备工期指标主斜井：利用咀头矿现主斜井，支护形式及装备不变。装备工期无。副斜井：利用现咀头矿副斜井，将断面扩至：净宽3.6m、墙高1.6m半圆拱断面锚喷支护，净断面10.85m2，长度197m，铺设30kg/m轨道单钩串车提升，作为矿井材料斜井，担负矿井材料设备下放、矸石提升及行人任务，设有人行台阶及扶手兼做矿井安全出口。副斜井更换安装绞车工期为1个月。1.3.5其他工期指标矿井达到移交生产标准时，全部矿建施工工期为10.9个月，机械设备安装及联合试运转3个月，施工准备期1个月，矿井建设总工期为14.9个月。1.3.6矿井从投产到达产产量增长指标矿井建设工程移交生产时，以一个综采工作面投产，次年达产。

第二章矿井建设施工准备及工业广场布置2.1四通一平2.1.1道路利用矿井原有的道路。场外公路路面宽5.5m，路基宽6.5m，为沥青路面。根据现场勘查，进场公路已基本形成，而且目前使用良好，基本满足该矿井使用要求，仅需对局部破损和不完善部分进行整治和完善，不需新建。2.1.2供水1、地面生产、生活及消防用水水源：该矿生活用水取自矿区咀头村深水井及自来水供水系统，水质良好，水质符合《生活饮用水卫生标准》（GB5749-2006）中具体水质要求限值。该供水系统已敷设DN70供水管线至该矿，由供水管径计算日供水能力达到950m3/d。可满足矿井生产、生活及地面消防用水需要。2.井下供水水源：矿井正常涌水量为27m3/h，涌水排至地面经净化处理，水质符合井下防尘洒水用水水质标准，可作为井下消防、洒水、井下各种用水设施用水水源及井下黄泥灌浆用水水源等，不足部分由地面供水系统补充。2.1.3供电矿井两回10kV电源，一回引自银宇35kV变电站10kV母线段，一回引自梭峪35kV变电站10kV母线段。2.1.4通讯矿井设通信交换机室，对矿井地面、井下各用户进行行政、调度通信。矿井通信交换机与当地电信局利用12芯光缆联网。地面、井下通信系统设计选用JSY-2000型矿用通信交换机一套，实现行政通讯和调度通讯，用于调度通信的总容量为256门。交换机置于矿办公楼内，地面通信电缆采用MHYA-0.8型市话通信电缆。井下通信电缆选用MHYA32—50×2×0.8煤矿用聚乙烯绝缘钢丝铠装聚氯乙烯护套阻燃通信电缆，两回电缆，分别沿主、副斜井井筒敷设至井下中央变电所交接箱，再经分线盒引至各用户。井下移动通信选用一套KT106型矿用无线通信系统，无线移动通信系统的总容量为256门。该系统主要由地面管理主机及软件、语音网关设备、井下以太网交换机、矿用无线通信基站、矿用本安手机、隔爆兼本安型电源及网关设备组成。2.1.5场地平整利用原咀头煤矿工业场地及地面生产生活设施，按工业场地设计标高和土方调配图进行场地平整和障碍物拆迁。1.首先平整各工业场地井口区及拟利用的永久建筑区域，为永久建筑的施工创造条件，然后陆续平整其他部分，使平场与地面建筑的施工顺序相适应；2.在平场的同时应完成以下工作：（1）地下永久管线的敷设（包括暖气管沟、给排水管路、压风管路及缆线等工程）（2）场内公路与平场同步进行（3）平整完成后即进行绿化工作2.2实测工作完成实测、定位工作，设置永久性的经纬坐标桩、水准基桩，标定副斜井筒十字中心基桩，确定施工准备期开工的永久建筑及设施位置，工业场地范围的确定。2.3建安工程及施工总平面布置1、建安工程：（1）土建工程有六大系统组成，包括生产系统、辅助生产地面建筑、生产生活及消防给水系统、井下消防洒水给水系统、生活污水处理站、行政福利公共建筑。根据工期要求，及同时满足矿建、安装进度的要求，将建筑工程施工分为两条线路，其中主要有：一条是施工通风机房、压风机房、消防材料库、坑木加工房、主副井空气加热室、污水处理车间等，以便矿建施工中利用其进行通风以改善井下施工条件；一条是施工副井绞车房、副井井口房、联合建筑等，其中首先施工副井绞车房交付安装使用以便矿建施工中利用。安装工程需要完成的重点项目有九大项。在矿井开工后的第一个月开始着手现场施工准备及加工件制作，第二个月正式启动安装，至联合试运转前结束。安排共设三条作业主线施工：第一条以安装主斜井、副斜井及回风斜井井筒内的排水、防尘、压风管路及安装井下泵房排水设施及配电设施等；第二条以形成地面生产系统包括动、照网及辅助设施等；第三条以形成主副斜井生产系统包括绞车安装、井下采掘面设备安装等。三条主要作业线均应和矿、土、安、其他两类工程进行交叉作业，其他辅助安装和井上下动力、照明、通讯线网和管网工程应根据工程需要和工业广场建筑情况，合理分段施工，确保工程按时完成移交。2、施工总平面布置：（1）布置原则工业场地总平面布置的主要原则是：利于安全生产，便于生活；场内场外布置要协调；尽量采用多层或联合建筑，以利于减少占地；尽量压缩场内运输线路及管线长度，并符合规程、规范要求；避开不良工程地质区域，充分利用地形，主要建筑物尽量布置在挖方地段，减少建筑物基础及平场土石方工程量；使场地布置紧凑，人流、货流通畅短捷；功能分区明确。（2）平面布置遵照以上原则，根据井下开拓部署、场外交通、外部电源、工程地质、工艺布置等条件以及各建（构）筑物的功能、关系，将整个工业场地划分为三个区域，即行政福利区、主生产区、辅助生产区。现将工业场地平面布置叙述如下。①行政福利区行政福利区位于工业场地的中部，布置有办公楼（已有）、食堂（已有）、单身宿舍（已有）等建构筑物。在该区人员活动密集部位布置混凝土硬化场地、小品、花卉、草坪、树木等设施，以建成环境优美的场前区。②主生产区主生产区位于工业场地的西南部，根据生产需要，生产区内自上而下，从高到低，利用地势落差主要布置有主井至井口房胶带机走廊（已有）、井口房至储煤棚胶带机走廊（已有）、封闭式储煤棚等。在该区西部，即原煤场西部新建锅炉房。主井井口房南面布置主井空气加热室、空压机房（已有）。煤流自主斜井胶带机运至封闭式储煤棚通过汽车外运。③辅助生产区辅助生产区位于工业场地的东北部，围绕副斜井依次布置副斜井空气加热室、灯房浴室及任务交待室联合建筑、提升机房、油脂库、岩粉库、消防材料库；矿井水处理站（已有）、井下消防水池、生活水池（已有）布置在工业场地北侧的山坡上。在该矿工业场地内不建机修车间及综采设备库、器材库、坑木加工房等建筑，所有的设备维修及材料的堆放储存都在嘉乐泉煤业的辅助生产区内。（3）场内主要道路宽度及各种露天堆场面积的确定序号项目名称单位数量备注1工业场地围墙内面积hm23.55包括风井场地占地面积0.25hm22其中：建、构筑物占地面积hm20.943场内道路占地面积hm21.024铺砌场地占地面积hm21.355一般加固场地铺装面积hm20.886绿化占地面积hm20.717绿化占地系数%208场内道路6.0m宽m520.025cm厚砼面层30cm厚水泥碎石稳定层4.0m宽m628.09围墙长度m545.0砖砌实体墙10排水明沟长度m410.0M5水泥砂浆砌MU30片石11窄轨铁路长度m21212道岔付613截水沟长度m520M5水泥砂浆砌MU30片石14场地利用系数%78.515挡土墙及护坡工程体积m32750M5水泥砂浆砌MU30片石16场地平整工程量挖方m334000填方m312000充分利用矿井工业场地场内已有场内道路及露天场地，根据平面布置，场内消防及工业场地主要经济指标及工程量表汽车运输要求，本次设计在场内补充修筑道路系统。道路路面宽为6.0m、4.0m两种，采用混凝土路面。除此以外，还增设供职工活动的铺砌场地，以水泥混凝土铺面。（4）工业场地绿化布置及美化设施为将本矿井建设成为环保、绿色的现代化矿井，对矿井工业场地进行了点、线、面相结合的绿化设计。工业场地绿化系数为20%，绿化面积为7100m2。（5）、竖向布置及场地排水工业场地竖向布置原则是：确保井口安全，尽量减少土方工程量，节省投资。工业场地依据现有场地的条件确定竖向布置和排水方式，采用台阶式布置。主井场地生产系统中的主井井口房标高为+1094.218m；锅炉房场地标高为+1093.20m；10kV变电所场地标高为+1092.40m；空压机房场地标高在+1091.50m。高低台阶之间设浆砌片石挡土墙或护坡，护坡及挡土墙采用M5砂浆、Mu30片石砌筑，体积为2750m³。场地最高挖方高度为20m，最大填方高度为7m。工业场地土方工程量中挖方量34000m3，填方量12000m3。场内雨水采用分区有组织排水系统，雨水经地表径流汇集到400x400浆砌片石排水明沟后排至场外冲沟。水沟与道路相交处及人员车辆活动密集区域均铺设钢筋混凝土水沟盖板。工业场地排水明沟及盖板沟长度为410m。2.4永久建筑及设施利用考虑到节约建设投资和缩短建井工期，本矿井建设本着多利用永久建筑物和机械设备的原则，尽量建设永久生产、生活设施，减少不必要的投资，同时也为矿井投产后的运营提供方便；矿井建设准备期和建设期利用的永久建筑物如下：1、场外工程：场外公路、输变电工程、给排水工程、通讯工程等2、永久建筑:食堂、单身宿舍、油脂库、材料库、坑木加工房、机修车间、办公楼、任务交待室、矿灯房、空压机房、火药库、提升机房等3、永久设施:给排水管道、供热管道、水塔或蓄水池、围墙大门、场内照明动力电网、通讯线路、污水处理系统、井上下输变设施、井上下运输设施、排矸系统4、永久设备：地面输变电设备、空气压缩机、提升机、井上下供电设备、井下主排水设备、井下提升机、矿井运输设备5、井下工程：变电所、水泵房、水仓、提升机房、火药发放硐室、永久轨道

第三章井巷工程施工及辅助系统3.1施工顺序及关键线路确定3.1.1井巷工程施工顺序1、井田开拓方式为斜井开拓，利用咀头矿原主斜井作为矿井兼并重组后主斜井，利用改造现咀头矿副斜井作为矿井兼并重组后副斜井，利用改造并延伸现咀头矿4#层回风斜井为兼并重组后的回风斜井。2、根据现场实际情况，准备好后同时施工4#层回风斜井进行刷大、延伸至8#层；施工掘进8#煤一采区专用回风巷。由于主斜井保持原有断面和运输设备，在副斜井和4#层回风斜井刷大施工期间利用主斜井现有运输、提升系统平行施工刷大井底车场；回风暗斜井贯通后在回风斜井重新安装永久主要通风机，形成主副斜井进风，新改造的回风斜井回风的通风系统。最后刷大副斜井，待副斜井施工完成后即进行永久装备，尽快形成永久提升系统，以满足矿井多头掘进及下放大型设备进行安装的需要。3.1.2关键线路确定通过井巷工程排队，对矿井建设主要矛盾线连锁工程进行多方案分析比较，确定矿井建设关键线路为：回风井→副斜井→8号煤一采区轨道下山→采区排水泵房→水仓→采区变电所→工作面顺槽→联络巷→工作面设备安装→全矿井联合试运转。采区巷道施工的连锁项目为：8#煤一采区专用回风巷→80101胶带进风顺槽→80101轨道回风顺槽→开切眼→80102胶带进风顺槽→80102胶带回风顺槽。3、井底车场巷道施工的连锁项目为井底车场→井下主变电所→主排水泵房→管子道→水仓→人车等候硐室→煤仓下口清理洒煤巷→紧急避难硐室→爆炸材料库4、矿井建设关键线路工程工期为主要工期控制线，其他井巷工程施工可穿插在关键线路工程施工期间进行，当主要关键工程施工结束时，其他井巷工程要求全部完成。5、土建及机电安装工程以井巷工程为主线，与井巷工程平行交叉施工，采用先进的施工工艺及合理有效的施工组织方式，加快施工进度，确保合同施工工期。6、对整个矿井施工安全有重大影响或对后期工程施工有重大影响的工程，虽不在关键线上也要提前安排施工，尽早完善系统。7、当通过交叉点或岔巷时，将交叉点完成并将岔巷同时施工一定距离，以岔巷施工工作面布置不堵主头运输线为原则。8、非关键线路工程的施工安排对有利于改善其他工程施工条件或有机电设备安装项目的工程应提前安排施工。9、在保证关键线路连锁工程不间断施工的前提下，根据提升能力、施工队伍及施工设备的平衡，应合理组织多头施工。3.2井筒及相关硐室施工HYPERLINK3.2.1.井筒施工方案井筒特征表序序号井筒特征井筒名称主斜井（原有）副斜井（原有刷大）回风斜井（原有刷大）回风暗斜井11井筒坐标经距(Y)420609777719594367.359纬距(X)19594442.7944206168.8484206337.30222提升方位角/(°)94°16′07″90°42′22″33井筒倾角/(°)20°22°22°28°44井口标高/m+1094.218+1092.973+1120.136+1024.98655水平标高/m第一水平+1012.8+1024.42+1024.986+931.092最终水平+1012.8+1024.42+1024.986+931.09266井筒深度或斜长/m第一水平238183254200最终水平23818325420077井筒直径或宽度/m净2.823.64.34.3掘进3.425.2/3.85.9/4.54.588井筒断面/m2净6.810.8512.412.4掘进9.117/12.217.35/13.813.899砌壁/m2厚度/mm300400/100400/100100材料混凝土钢筋混凝土/锚喷钢筋混凝土/锚喷锚喷110井筒装备800mm胶带（已有），行人台阶单钩串车（30kg/m轨道），行人台阶行人台阶行人台阶2、副斜井、回风斜井刷大、回风暗斜井施工作业方式刷大施工顺序由上向下逐步进行刷大原副斜井、回风斜井，将断面扩至：副斜井净宽3.6m、墙高1.6m、净断面10.85㎡半圆拱断面；回风斜井净宽4.3m、墙高1.2m、净断面12.4㎡。表土段砌碹支护、基岩段锚喷支护。副斜井长度197m，铺设30kg/m轨道单钩串车提升，作为矿井材料斜井，担负矿井材料设备下放、矸石提升及行人任务，设有人行台阶及扶手兼做矿井安全出口；回风斜井长度254m，利用现有的25kw绞车、铺设好的18kg/m轨道单钩串车提升下料和提矸石，采用2×11kw局扇、直径600mm阻燃风筒向施工地点供风。施工方法采用ZY24凿岩机打眼，爆破、配合G10型风镐；耙斗装岩机装岩，采用单钩提升，1吨矿车出岩；MFC-1218/2962气动锚杆机打锚杆支护，ZP-Ⅱ喷浆机喷浆。全断面一次成巷。副斜井巷道施工连锁项目工程为副斜井→8#煤一采区轨道下山→采区排水泵房→采区水仓→采区变电所→8#煤一采区机轨联巷3、施工作业一、钻眼爆破工作井筒刷大采用：爆破技术；钻眼采用ZY—24型风钻、一字型钻头，MFC-1218/2962气动锚杆机、中硬碳素钢1.6m六棱钻杆、2.0m六棱钻杆，锚杆机钻杆B19-1m、B19-1.6m、B19-2m各一根等。掘进方式为炮掘，出货方式使用P30B型耙装机把货耙入1吨矿车。爆破器材：选用QGT100型电熔式放炮器起爆，双芯胶质母线，放炮线长不少于160m。炸药、雷管的选择：炸药选用II型煤矿安全乳化炸药，F型I、III、V段毫秒段发电雷管。总延期时间不超过130毫秒。封孔材料：黄泥及水泡泥，封孔长度不少于500mm。联线方式：采用串联，一次装药一次起爆。二、爆破要求及措施：⑴、严格按照爆破图表要求划线定位、打眼、装药、联线。⑵、打眼前正确引中线至迎头、拉尺定位。⑶、打眼要定人、定位、定钻，做到准、平、齐、直。准确掌握角度和深度，同类炮眼的眼底要落在同一平面上。⑷、炮眼封泥长度大于半米。⑸、根据局扇通风风量决定，每次爆破炸药量不得超过4.0kg。炮眼装药量表炮眼名称中空眼掏槽眼辅助眼二圈眼底眼周边眼合计炮眼编号12-56-1516-2223-3233-58雷管个数41071026眼深（m）1.81.81.61.61.61.6装药量卷/孔63341Kg/孔0.90.450.450.60.15计3.64.03.156.03.920.65角度垂直909090909090水平907790908787雷管段号13455联线方式串联掏槽方式菱形掏槽装药结构正向装药封泥长度大于半米4、装岩与提升工作装岩工作采用P30B型耙装机把货耙入1吨矿车；其抓斗容积为0.3m3，技术生产率为35-50m3/h。提升采用1吨矿车单钩单车提升，为提高装岩速度，缩短装岩时间，利于组织快速施工，采用专业滚班包机制工作方式，每个出矸工序配备司机一人，维修工一人，包循环出矸量，包循环出矸时间。3.2.2、支护方法1、表土段井壁砌筑方法：井壁设计厚为40cm，用C25现浇砼。为此设计了一套3.4m高度的整体活动金属模板,它是由1块直径3.6m槽钢半圆弧形板、2块高度为1.6m槽钢腿、底部及拱部加固连接件等部分组成。配合长1.5m宽20cm厚50mm的木板使用。模板接茬做到接茬严密，表面光滑无错台，挤压不变形。2、基岩段支护方法：采用直墙半圆拱型断面锚喷支护，顶部安装3根直径18×1800mm的左旋螺纹钢锚杆，采用MFC-1218/2962气动锚杆机按设计位置钻孔，钻孔规格为直径28×1800mm，安装直径18×1800mm的左旋螺纹钢锚杆。锚杆包括杆体、200×200×8mm的凸形托盘，尼龙垫，螺母等，锚固剂(树脂药卷)选用ck2350锚固，每根锚杆用2支药卷，拱部中心安装一根锚杆，两边各按间距为1500mm各安装一根，排距为1000mm。两帮采用ZQS-50J2型风煤钻打眼，规格为直径28×1800mm的钻孔，两帮各安装2根直径18×1800mm的左旋螺纹钢锚杆，200×200×8mm的凸形托盘，尼龙垫，螺母等，锚固剂(树脂药卷)选用ck2350锚固，每根锚杆用2支药卷，锚杆间距为1000mm，排距为1000mm。锚杆扭力矩及锚固力的要求：顶锚杆及帮锚杆螺母拧紧力矩均不小于100Nm,顶锚杆锚固力不小于60kN(19.5MPa)，帮锚杆锚固力不小于40kN(13MPa)。金属网采用直径6.4钢筋加工焊接成1000×1500mm的金属网，网孔为100×100mm，铺网搭接为100mm，连网间距为200mm。砼配比（重量比）为水泥：中砂：石子＝1：2：2，速凝剂用量为水泥用量的5%。喷浆厚度为100mm，混凝土标号不低于C15，水泥标号不低于425#，砼喷射厚度和强度、局部不小于设计的90%。当迎头遇断层破碎带、陷落柱、煤层松软易抽冒、顶板破碎时。采用先喷后锚、打锚杆挂网支护，顶板特别破碎时采用扶金属拱型支架、挂网、喷浆支护。作业方式采用随掘随支护，螺纹钢锚杆加长到2000mm，并全长锚固。3、支护工艺和工序安排：⑴、严格按施工大样图及技术科给定的中线、腰线施工。⑵、周边眼布置均匀，间距不大于350mm，装药量不超过0.15kg，周边眼距顶、帮距离为100mm，爆破后断面不够的地方用风镐或手镐刷够，确保巷道成型。⑶、锚杆眼的方向应与岩层层面或主要裂隙面成较大角度布置，或与巷道周边垂直。锚杆安装角度不小于80o，其间距均匀，误差不超过±50mm，深度按设计要求，锚杆扭力不低于100N.m，安装好顶锚杆锚固力不少于60kN(19.5Mpa),帮锚杆锚固力不少于40kN(13Mpa)，凝土标号不低于C15，水泥标号不低于425#，砂浆配比均匀，砼喷射厚度和强度、局部不小于设计的90%。喷射后锚杆外露不大于5mm。⑷、锚杆丝头外露误差20-50mm。⑸、岩巷锚杆的长度不少于1600mm，煤巷不少于2000mm,注孔时要一次性注满、注实、中间不得有空隙。⑹、初喷前要清除帮、顶危矸、活石，两帮基底碎矸必须清理干净，不准“赤脚、穿裙”。⑺、严格控制周边眼距、方向及角度。同类炮眼的眼底要落在同一平面上，锚杆托盘要与巷道围岩表面接触严实，托盘上不准加垫木块、石块或多加托盘，以确保锚固力有效地支护围岩。⑻、巷道掘进必须采用光面爆破，眼痕率达50%以上，超挖大于250mm时，应采取增打锚杆的方法加强支护。4、安装树脂锚杆工艺和要求：⑴、眼深误差不大于20mm，锚杆眼要直，用扫眼器清扫净锚孔内浮尘及积水。⑵、根据设计的锚固长度，用杆体将树脂锚固剂推至孔底，启动搅拌器匀速推进到孔底旋转。⑶、搅拌时间：超快速树脂锚固剂搅拌时间15秒，快速20—30秒，搅拌停止后，不准晃动或移动杆体，否则影响锚固效果⑷、等待时间：超快速树脂锚固剂为30—60秒，快速为90—180秒，待锚固剂完全固化后，方可上托盘，拧紧螺母即可承载。⑸、巷道顶部锚杆施工时应由外向里，由顶到帮逐个、逐排进行，要打一眼安装一眼，不得在所有锚杆眼施工完后再安装锚杆。⑹、锚固剂搬运时要注意轻拿轻放，禁止摔掼。5、喷射要求：⑴、初喷要紧跟迎头，喷射表面平坦，保证砼均匀密实，在正常的工作风压下，喷嘴和喷面最好保持垂直，最低夹角不小于75度。⑵、喷射前必须先用水冲洗巷帮，喷射后洒水保养，保养时间不少于一周，喷射厚度要达到设计要求，一次喷厚不够的要复喷。⑶、喷射作业应分段进行，每段1--1.5m，喷射顺序先墙后拱，从下向上进行，先凹后凸分次喷射。⑷、喷射时，喷头距岩壁不得超过1m。喷射手应配两人，一人持枪喷射，一人辅助照明，观察顶板及喷射情况，以保证安全和喷射质量。⑸、喷射手要搞好个人保护。准备工作就绪后，喷射手掌好喷头后，才可开动喷浆机。喷射过程中，如发现异常情况，必须立即停机。⑹、操作喷浆机应遵守给风、开机、给水、上料的顺序，结束时正好相反，停料、停水、停机、停风。上料时做到连续均匀。⑺、向喷浆机上料的人员要注意所处位置的安全。⑻、处理堵塞的喷浆管路时，在喷枪口前方及附近，严禁有其他人员，以防突然喷射和管路摆动伤人。3.3临时提升接替3.3.1临时提升接替方案刷大施工期间采用单钩单车提升，副斜井利用原有的JTP-1.6×1.2/20型单滚筒提升机，固定箱式矿车、材料车、直径18mm钢丝绳提升矸石、下料。3.3.2井筒改绞方案待副斜井刷大施工到底后安装JK-2×1.5/31.5型单滚筒提升机；回风斜井刷大、施工期间利用原有的25kw绞车提升矸石、下料。待回风斜井施工到位贯通后安装主通风机。副井提升机安装采用分段分点安装方式，利用吊车，从井口至提升机房依次将井口信号房、天轮、天轮架、提升机及提升机供电全部安装完毕。副井提升机安装工期1个月。副斜井、刷大施工期间和后期安装使用设备见下表副斜井、回风斜井刷大施工期间提升设备一览表编号设备名称规格型号单位数量备注1提升绞车JTP-1.6×1.2/20台1副斜井2钢丝绳直径18mmm8003固定矿车MGC1.1-6A固定箱式矿车辆84材料车MC1-6A材料车辆45提升绞车JD-25台1回风斜井副斜井、回风斜井施工结束后安装设备一览表序号名称规格单位数量备注1提升绞车JK-2×1.5/31.5台1副斜井2电机160KW台1副斜井3电控系统KTJ-P变频调速电控系统、KHT-12综合后备保护仪套1副斜井4讯号系统KXT斜井提升讯号系统套1副斜井5钢丝绳22NAT6V×18+FC1570ZS-285-199m240副斜井6轨道30kg/mm400副斜井7主通风机FBCDZ54-8-№23台2回风斜井3.4主要巷道及硐室施工3.4.1井底车场及硐室工程概况及工程量1、井底车场：依据井田开拓部署，在副斜井井底设置+1024.42m水平井底车场，车场采用平车场型式。车场内设高、低道线路和进、出车线。井底车场主要担负材料、设备、矸石及人员的周转及运输任务，运输量不大。井下辅助运输采用调度绞车牵引600mm轨距、1.0t系列矿车，故井底车场线路坡度和长度以能满足副斜井提升要求设计，高道线路坡度取11‰，低道线路坡度取9‰；高、低道线路按副斜井提升2.5钩串车长度考虑(每钩串车长度8.0m)，低道矸石及空车线路长度为30.0m，高道重材料车线长度约30.4m；进、出车线线路为弯道，线路坡度为3‰下坡，长度按不小于10辆矿车考虑，车场轨道线路能够满足矿井辅助运输的要求。车场内高、低道线路段为矿车自溜，进、出车线段为调度绞车牵引矿车方式运行。在井底车场设空、重车线存调车线长度均按20个车长度考虑，车场内调车采用调度绞车调车。井底车场铺轨轨型为30kg/m。2、井底车场硐室：在副斜井井底新建中央变电所、中央水泵房、水仓、调度室、医务室、等候室等。煤仓：井底煤仓采用直立圆筒仓，设计确定煤仓净直径至6m，高度为15m，有效容量为424t。水泵房、变电所硐室：主变电所与水泵房联合布置，变电所及水泵房高于井底车场0.5m。排水设备布置3台MD155-30×3型多级耐磨离心式水泵。水仓：采用双巷布置方式，主、副水仓全长150m，断面5.86m2，主、副水仓有效容量分别为470m3、400m3，均可容纳矿井8小时正常涌水量。爆炸材料发放硐室：硐室位于井下井底车场附近，8号煤一采区胶带下山的东侧，采用壁槽式布置，硐室容量根据《煤矿安全规程》规定，爆炸材料的贮存量不超过1天的供应量，且炸药量不超过400kg。消防材料库：本矿井井下在井底车场以北90m左右布置在8号煤1采区胶带下山与8号煤1采区轨道下山之间，长度为40m，断面积为12.6m2，为加宽式消防材料库。3、井底车场巷道及硐室支护根据车场围岩条件，车场巷道采用锚网喷、锚索联合支护，一般硐室采用混凝土砌碹支护，特殊情况下，可采用钢筋混凝土支护或采用锚索加强支护。井底车场及硐室工程量见下表。井底车场及硐室工程量表3.4.2顺槽工程施工概况及工程量矿井首采区和工作面布置在井田北部，垂直于8号煤三条下山的西侧，向西掘工作面运输巷和工作面回风巷。工作面带式输送机顺槽与工作面运输巷直接搭接。工作面轨道顺槽与8号煤二采区专用回风巷直接相接，并通过联络巷与工作面运输巷相接。工作面顺槽跟煤层施工，为矩形锚网断面。首采面：80101皮带进风顺槽掘进断面8.82m2,施工长度246m,80101轨道回风顺槽掘进断面8.64m2，施工长度305m。接替面：80102皮带进风顺槽掘进断面8.82m2,长度173m,80102轨道回风顺槽掘进断面8.64m2,长度212m。3.4.3岩石平、斜巷施工岩石平、斜巷主要有4#层回风暗斜井、井底水仓、采区水仓、人车等候硐室等。采用中深孔光面爆破技术、全断面一次成巷；钻眼采用ZY—24型风钻、一字型钻头，MFC-1218/2962气动锚杆机、中硬碳素钢1.6m六棱钻杆、2.0m六棱钻杆，锚杆机钻杆B19-1m、B19-1.6m、B19-2m各一根等。掘进方式为炮掘，出货方式使用P30B型耙装机把货耙入1吨矿车。爆破器材：选用QGT100型电熔式放炮器起爆，双芯胶质母线，放炮线长不少于160m。炸药、雷管的选择：炸药选用II型煤矿安全乳化炸药，F型I、III、V段毫秒段发电雷管。总延期时间不超过130毫秒。封孔材料：黄泥及水泡泥，封孔长度不少于500mm。联线方式：采用串联，一次装药一次起爆。支护方法：采用直墙半圆拱型断面锚喷支护，顶部安装直径18×1800mm的左旋螺纹钢锚杆，采用MFC-1218/2962气动锚杆机按设计位置钻孔，钻孔规格为直径28×1800mm，安装直径18×1800mm的左旋螺纹钢锚杆。锚杆包括杆体、200×200×8mm的凸形托盘，尼龙垫，螺母等，锚固剂(树脂药卷)选用ck2350锚固，每根锚杆用2支药卷，拱部中心安装一根锚杆，两边各按间距为1500mm各安装一根，排距为1000mm。两帮采用ZQS-50J2型风煤钻打眼，规格为直径28×1800mm的钻孔，两帮各安装直径18×1800mm的左旋螺纹钢锚杆，200×200×8mm的凸形托盘，尼龙垫，螺母等，锚固剂(树脂药卷)选用ck2350锚固，每根锚杆用2支药卷，锚杆间距为1000mm，排距为1000mm。锚杆扭力矩及锚固力的要求：顶锚杆及帮锚杆螺母拧紧力矩均不小于100Nm,顶锚杆锚固力不小于60kN(19.5MPa)，帮锚杆锚固力不小于40kN(13MPa)。金属网采用直径6.4钢筋加工焊接成1000×1500mm的金属网，网孔为100×100mm，铺网搭接为100mm，连网间距为200mm。砼配比（重量比）为水泥：中砂：石子＝1：2：2，速凝剂用量为水泥用量的5%。喷浆厚度为100mm，混凝土标号不低于C15，水泥标号不低于425#，砼喷射厚度和强度、局部不小于设计的90%。当迎头遇断层破碎带、陷落柱、煤层松软易抽冒、顶板破碎时。采用先喷后锚、打锚杆挂网支护，顶板特别破碎时采用扶金属拱型支架、挂网、喷浆支护。作业方式采用随掘随支护，螺纹钢锚杆加长到2000mm，并全长锚固。装岩与提升工作：装岩工作采用P30B型耙装机把货耙入1吨矿车；其抓斗容积为0.3m3，技术生产率为35-50m3/h。提升采用1吨矿车单钩单车提升，通过副斜井提升至地面，并转运到矸石场。为提高装岩速度，缩短装岩时间，利于组织快速施工，采用专业滚班包机制工作方式，每个出矸工序配备司机一人，维修工一人，包循环出矸量，包循环出矸时间。3.4.4煤巷施工煤巷施工主要包括：采区轨道下山、工作面运输巷、工作面回风巷、工作面顺槽等。1、施工工艺：煤巷施工掘进方式为炮掘，爆破器材：选用QGT100型电熔式放炮器起爆，双芯胶质母线，放炮线长不少于100m。炸药、雷管的选择：炸药选用II型煤矿安全乳化炸药，毫秒段发电雷管。总延期时间不超过130毫秒。封孔材料：黄泥及水泡泥，封孔长度不少于500mm。联线方式：采用串联，一次装药一次起爆。2、运输方式：掘进工作面采用SGB-20/40T型可弯曲刮板输送机转载至8#层胶带运输下山DTL800/160×2型胶带机再经主斜井皮带运至地面。待掘进长度达一部刮板机标定设计长度时，把刮板机拆除至掘进工作面迎头安装，后部安装DSJ80/40/40×2型可伸缩带式输送机，时刻保持刮板机跟着掘进迎头，便于爆破后的煤炭能及时运出。3、支护方式：⑴、轨道下山、工作面运输巷、工作面回风巷：采用矩形断面，锚喷支护。顶部安装直径18×1800mm的左旋螺纹钢锚杆，采用MFC-1218/2962气动锚杆机按设计位置钻孔，钻孔规格为直径28×1800mm，安装直径18×1800mm的左旋螺纹钢锚杆。锚杆包括杆体、200×200×8mm的凸形托盘，尼龙垫，螺母等，锚固剂(树脂药卷)选用ck2350锚固，每根锚杆用2支药卷，锚杆间排距为1000mm。两帮采用ZQS-50J2型风煤钻打眼，规格为直径28×1800mm的钻孔，两帮各安装直径18×1800mm的左旋螺纹钢锚杆，200×200×8mm的凸形托盘，尼龙垫，螺母等，锚固剂(树脂药卷)选用ck2350锚固，每根锚杆用2支药卷，锚杆间距为1000mm，排距为1000mm。锚杆扭力矩及锚固力的要求：顶锚杆及帮锚杆螺母拧紧力矩均不小于100Nm,顶锚杆锚固力不小于60kN(19.5MPa)，帮锚杆锚固力不小于40kN(13MPa)。金属网采用直径6.4钢筋加工焊接成1000×1500mm的金属网，网孔为100×100mm，铺网搭接为100mm，连网间距为200mm。砼配比（重量比）为水泥：中砂：石子＝1：2：2，速凝剂用量为水泥用量的5%。喷浆厚度为100mm，混凝土标号不低于C15，水泥标号不低于425#，砼喷射厚度和强度、局部不小于设计的90%。当迎头遇断层破碎带、陷落柱、煤层松软易抽冒、顶板破碎时。采用先喷后锚、打锚杆挂网支护，顶板特别破碎时采用扶金属拱型支架、挂网、喷浆支护。作业方式采用随掘随支护，螺纹钢锚杆加长到2000mm，并全长锚固。⑵、胶带运输顺槽、轨道回风顺槽采用矩形断面，锚网、索支护。顶部安装直径18×1800mm的左旋螺纹钢锚杆，采用MFC-1218/2962气动锚杆机按设计位置钻孔，钻孔规格为直径28×1800mm，安装直径18×1800mm的左旋螺纹钢锚杆。锚杆包括杆体、200×200×8mm的凸形托盘，尼龙垫，螺母等，锚固剂(树脂药卷)选用ck2350锚固，每根锚杆用2支药卷，锚杆间排距为1000mm。两帮采用ZQS-50J2型风煤钻打眼，规格为直径28×1800mm的钻孔，两帮各安装直径18×1800mm的左旋螺纹钢锚杆，200×200×8mm的凸形托盘，尼龙垫，螺母等，锚固剂(树脂药卷)选用ck2350锚固，每根锚杆用2支药卷，锚杆间距为1000mm，排距为1000mm。锚杆扭力矩及锚固力的要求：顶锚杆及帮锚杆螺母拧紧力矩均不小于100Nm,顶锚杆锚固力不小于60kN(19.5MPa)，帮锚杆锚固力不小于40kN(13MPa)。金属网采用12#铁丝编织成的菱形金属网，铺网搭接为100mm，连网间距为200mm。胶带运输顺槽、轨道回风顺槽采用锚索加强支护，锚索规格为直径15.25mm,长8000mm,采用双排布置，锚索间排距为2000×3000mm。当迎头遇断层破碎带、陷落柱、煤层松软易抽冒、顶板破碎时。采用扶金属支架加强支护。作业方式采用随掘随支护。3.4.5切眼施工1、施工工艺：切眼施工采用矩形断面，锚网、索支护。长度100米，断面为13.2m2,掘进方式为炮掘，爆破器材：选用QGT100型电熔式放炮器起爆，双芯胶质母线，放炮线长不少于100m。炸药、雷管的选择：炸药选用II型煤矿安全乳化炸药，毫秒段发电雷管。总延期时间不超过130毫秒。封孔材料：黄泥及水泡泥，封孔长度不少于500mm。联线方式：采用串联，一次装药一次起爆。2、运输方式：掘进工作面采用SGB-20/40T型可弯曲刮板输送机经80101皮带运输顺槽至8#层胶带运输下山经主斜井皮带运至地面。3、支护方式与方法：切眼采用矩形断面，锚网、索支护。宽度6米，高度2.2米。长度100米，考虑到施工的宽度较大，一次成巷对顶板管理不利，采用先按照宽度4米，高度2.2米施工,顶板及右帮随掘随支护，顶部安装直径18×1800mm的左旋螺纹钢锚杆，采用MFC-1218/2962气动锚杆机按设计位置钻孔，钻孔规格为直径28×1800mm，安装直径18×1800mm的左旋螺纹钢锚杆。锚杆包括杆体、200×200×8mm的凸形托盘，尼龙垫，螺母等，锚固剂(树脂药卷)选用ck2350锚固，每根锚杆用2支药卷，锚杆间排距为1000mm。两帮采用ZQS-50J2型风煤钻打眼，规格为直径28×1800mm的钻孔，两帮各安装直径18×1800mm的左旋螺纹钢锚杆，200×200×8mm的凸形托盘，尼龙垫，螺母等，锚固剂(树脂药卷)选用ck2350锚固，每根锚杆用2支药卷，锚杆间距为800mm，排距为800mm。锚杆扭力矩及锚固力的要求：顶锚杆及帮锚杆螺母拧紧力矩均不小于100Nm,顶锚杆锚固力不小于60kN(19.5MPa)，帮锚杆锚固力不小于40kN(13MPa)。金属网采用12#铁丝编织成的菱形金属网，铺网搭接为100mm，连网间距为200mm。顶板采用锚索加强支护，锚索规格为直径15.25mm,长8000mm,采用双排布置，锚索间排距为2000×3000mm。由于先按照4米宽度施工锚索先在2米的中线位置布置单排，间距为3米，当切眼施工到位后在进行刷大，刷大宽度为2米宽，刷大时采用从上至下的顺序，随刷随支护，并相应的把另一排锚索打齐。严禁多头同时刷大作业。作业方式采用随掘随支护。3.4.6施工进度及工期1.施工进度指标：移交生产及矿井投产时，巷道工程量为5609m，掘进总体积为64199.05m3，万吨掘进率为93.5m。根据矿井生产期间煤巷多、岩巷少以及采用掘进机掘进的特点，确定矿井生产期间巷道掘进进度指标如下：岩石巷道：主要为少量斜巷和风桥，月进度60m；煤巷：炮掘120m，综掘月进度200m；硐室月进度500m3。2、建设工期：根据井巷工程施工进度图表综合排队，矿井达到移交生产标准时，全部矿建施工工期为10.9个月，机械设备安装及联合试运转3个月，施工准备期1个月，矿井建设总工期为14.9个月。3.4.7劳动力配备计划按照工程综合进度的要求，各施工单位劳动管理部门要结合实际，统筹安排，将施工劳动力合理配备，分阶段性进场，逐步完善工作制，最大限度地发挥劳动者的才智。要充分体现“一职多能、按量计酬”的用工机制的使用价值。3.5井巷工程施工辅助系统3.5.1提升系统副斜井：副斜井利用原有的JTP-1.6×1.2/20型单滚筒提升机出矸石、下料。待副斜井刷大施工完成后安装JK-2×1.5/31.5型单滚筒提升机。矿车采用MGC1.1-6A型1t固定箱式矿车，运送材料选用MC1-6A型材料车，运送设备选用MPC3-6、MPC13.5-6平板车，运送人员选用XRB8-6/3，列车组由1辆头车和1辆尾车组成，每节乘8人。提矸时采用MGC1.1-6A型固定箱式矿车每钩提3辆；下料时采用MC1-6A型材料车，每钩提3辆；下一般设备时采用MPC1-6A平板车，每钩提2辆，下变压器等设备时采用MPC3-6平板车，每钩提1辆，下最大件时采用MPC13.5-6平板车，每钩提1辆。副斜井扩修后断面：净宽3.6m、墙高1.6m半圆拱断面锚喷支护，净断面10.85m2，长度197m，倾角220，铺设30kg/m轨道单钩串车提升，作为矿井材料斜井，担负矿井材料设备下放、矸石提升及行人任务，设有人行台阶及扶手兼做矿井安全出口。在利用副斜井原有的提升机运料和提升时，为保证井下工期的顺利完成要求副斜井刷大施工时当班必须保持副斜井轨道的畅通，扩修刷大断面的矸石及时清理运出，穿插提升作业，由调度室统一协调调度副斜井的提升任务和提升时间。主斜井：利用矿现主斜井，支护形式及装备不变，长度238m，倾角20°，半圆拱料石砌碹支护，净宽2.82m，净高2.71m，净断面积6.8m2。安装铺设SPJ800/25/55×2带式输送机，担负矿井煤炭提升、行人、进风任务，设有人行台阶及扶手兼做矿井的安全出口。3.5.2压风系统利用矿方已有3台GA132VSD-10型双螺杆式空气压缩机，2台工作，1台备用。压风管路通过主斜井送至井下。车场、顺槽各巷施工用风均引自该干管，耗风量为16m3/min。主管路选用无缝钢管φ133×4.0mm，内径125mm。支管采用标准管径φ108×4.0mm无缝钢管。管路交叉处安装闸门，减少漏风。3.5.3通风及监控系统通风系统：矿井通风方式为中央并列式。通风方法为机械抽出式。采用副斜井主进风、主斜井辅助进风和回风斜井回风的通风系统。矿井共3个风井：1个主进风井（副斜井），1个辅助进风井（主斜井），1个回风斜井，服务于全井田。服务年限与矿井服务年限相同。4#层回风斜井延伸未贯通8#层回风上山之前,仍然利用原副斜井的通风设备进行通风,主斜井进风，副斜井回风。回风斜井贯通后，将副斜井内原有的风机拆除，然后将主要通风机安装到回风井。主通风机型号选用2台FBCDZ54-8-NO23型对旋防爆轴流风机作为本矿的主通风设备。该风机的风量范围Q=48～131.5m3/s，负压范围h=1220～3080pa；配用YBF315M-8型防爆三相异步电动机，功率为2×132kW，转速ne=740r/min。井下主变电所、水泵房、管子道、水仓、硐室、轨道下山、运输巷、回风巷及顺槽等巷道施工时安设2×11kw局部通风机辅助通风。设计达产时共配备1个综采工作面、1个综掘工作面和1个普掘工作面。根据采区巷道布置和采煤方法，回采工作面采用独立通风系统。采煤工作面采用“U”型后退式通风系统，新鲜风流由工作面进风顺槽进入，冲洗工作面后，乏风经工作面轨道回风顺槽→8号煤1采区回风下山→回风大巷→回风暗斜井→回风斜井→地面。该通风系统结构简单，风流稳定，抗灾能力强，管理方便。井下掘进工作面采用局扇通风。选用对旋轴流式局部通风机压入式供风。井下采区变电所、采区水泵房采用独立通风，井下中央变电所、主排水泵房、消防材料库等硐室均设在进风风流中，采用全负压串(并)联通风。新鲜风流→主斜井、副斜井→8号煤1采区轨道(胶带)下山→工作面运输巷→工作面胶带进风顺槽→综采工作面→轨道回风顺槽→8号煤二采区回风巷→回风大巷→8号煤一采区回风下山→回风暗斜井→回风斜井→地面。2、监控系统：利用矿已有KJ160N型安全生产监测监控系统一套。该系统的监控总站设在矿生产调度中心，监控总站选用性能稳定、可靠的监控主机（工控机）两台（互为热备用）、传输接口两台（一台工作一台备用）、线路过电压保护装置两台（监控室一台，井口一台）、不间断电源、打印机各一台及KJ301型矿用人员管理、操作系统、防病毒等软件一套等。“KJ160N矿用安全生产监控系统”，对井下生产环境以及各主要生产设备运行状态进行实时数据监测，使有关人员能够及时，准确，全面了解井下环境状况，达到对各类灾害的早期预测。监控内容及传感器设置风机房设备开停 设备开停传感器 4台负压 负压传感器 1台总回风甲烷 低浓度甲烷传感器 1台风速 风速传感器 1台CO一氧化碳传感器1台温度温度传感器1台中央变电室甲烷 低浓度甲烷传感器 1台温度 温度传感器 1台CO CO传感器 1台烟雾 烟雾传感器 1台风门风门开闭传感器4台移动变电室甲烷 低浓度甲烷传感器 1台温度 温度传感器 1台CO CO传感器 1台烟雾 烟雾传感器 1台风门风门开闭传感器4台煤仓甲烷 低浓度甲烷传感器 1台烟雾 烟雾传感器 1台CO CO传感器 1台水仓甲烷 低浓度甲烷传感器 1台设备开停 设备开停传感器 1台回采水仓甲烷 低浓度甲烷传感器 1台设备开停 设备开停传感器 1台3.5.4排水系统1、排水系统：首采工作面→采区水仓→8号煤1采区轨道下山→井底车场主、副水仓→副斜井排水管路→地面井下水处理站。2、主水仓排水设备：主水仓水泵选用3台MD155-30×3型多级耐磨离心式水泵，其额定流量为155m3/h，额定扬程为90m，排水管选用Φ194×5.0mm，吸水管选用Φ219×6.0mm无缝钢管。排水管沿副斜井敷设2趟至地面沉淀池。正常涌水时为1趟工作，1趟备用；最大涌水时为1趟工作。水泵采用自动化控制，选用3台矿用自动泵控制器，Dg=200mm，P=2.5MPa。水泵电机选用YB2-280S-4型防爆水泵电机，其电压为660V，功率为75kW。主水仓3台水泵正常涌水时，一台工作，一台检修，一台备用；最大涌水时，一台工作，一台检修，一台备用。3、采区水仓排水设备：采区水仓水泵选用3台MD155-30×6型多级耐磨离心式水泵，其额定流量为155m3/h，额定扬程为180m，排水管选用Φ194×5.0mm，吸水管选用Φ219×6.0mm无缝钢管。排水管沿一采区大巷敷设2趟至主排水泵房。正常涌水时为1趟工作，1趟备用；最大涌水时为1趟工作。水泵电机选用YB2-315L1-4防爆水泵电机，其电压为660V，功率为160kW。采区水仓3台水泵正常涌水时，一台工作，一台检修，一台备用；最大涌水时，一台工作，一台检修，一台备用。3.5.5供电系统1、地面变电所：矿井现有两回电源，一回10kV电源引自梭峪35kV变电站的10kV母线段，导线型号为LGJ-50，输电距离约6km；另一回10kV电源引自煤气化嘉乐泉变电站的6kV母线段，导线型号为LGJ-50，输电距离约2km。地面建有10/6kV变电所。由于矿井用电负荷增加，原供配电系统不能满足要求，重新考虑供配电系统，确定该矿采用10kV电源供电，改造现有10kV变电所。10kV变电所双电源进线，一回引自梭峪35kV变电站，一回引自银宇35kV变电站。银宇35kV变电站位于该矿东部约6km处，站内设1台25000kVA变压器和1台10000kVA，电压等级35/10kV，双回电源均引自火山110kV变电站35kV不同母线段。梭峪35kV变电站位于该矿东南部约4km处，站内设1台25000kVA变压器和1台10000kVA，电压等级35/10kV，双回电源均引自镇城底110kV变电站35kV不同母线段。设计矿井两回10kV电源，一回引自银宇35kV变电站10kV母线段，一回引自银宇梭峪35kV变电站10kV母线段。正常情况下，两回电源，一回工作，一回带电备用，以保证供电的连续性和可靠性。当一回故障停止供电时，另一回路应能担负矿井全部负荷。矿井的两回路电源线路上都不得分接其他任何负荷。该矿的供电电源电压采用10kV，以双回路引至矿井10kV变电所。变电所设10kV高压配电装置、控制室、低压配电室，10kV及0.4kV母线均为单母线分段接线方式，变压器室外布置。供电电压：地面10kV/0.4kV/0.22kV；井下10kV/1140V/660V/127V。地面10kV供电系统及井下供电系统为中性点不接地系统，地面0.4kV系统为中性点直接接地系统。采用10kV电源线路，两回10kV电源，一回引自银宇35kV变电站的10kV母线段，导线为LGJ-240型钢芯铝绞线，输电距离约6km，一回引自梭峪35kV变电站的10kV母线段，导线为LGJ-240型钢芯铝绞线，输电距离约4km。两回电源线路,一回工作，一回带电备用。当一回线路故障时，另一回仍能保证全矿井负荷用电。在矿井工业场地现有10kV变电所一座，处于负荷中心，本次设计不满足要求，对其进行改造，增加高压开关柜，更换变压器。所内高低压电气设备室内布置，高压配电装置选用KYN28A型户内真空移开式高压开关设备，10kV母线装设有避雷器防止雷电波侵入；0.4kV低压配电装置选用GGD2型低压开关柜，主变压器选用S11-1250/10，10/0.4kV，1250kVA低损耗变压器2台，负荷率为81.3%，保证率为100%。两台变压器，一用一备，当一台变压器检修或故障停止运行时，另一台能保证地面所有低压负荷用电，变压器室内布置。变电所采用交流操作，其两回交流电源一回由所用变供给，另一回由所内的低压开关柜供给。无功功率补偿采用10kV母线集中补偿方式，补偿装置采用TBB型高压无功功率补偿装置，补偿总容量1400kvar。所内设有10kV配电室、高压电容器室、变压器室、低压配电室、控制室及值班室。矿井10kV变电所以双回10kV向风井场地线路变压器组、井下中央变电所供电，矿井10kV变电所以双回0.4kV向主斜井带式输送机、地面生产系统、地面空压机站、二级加压泵站、锅炉房、主、副井空气加热室、井下水处理站供电；以单回0.4kV向食堂、办公楼等负荷供电。2、井下中央变电所根据井下采区布置及用电负荷分布，在副井井底设井下中央变电所。中央变电所与井下主排水泵房联合布置，两回10kV电源引自矿井10kV变电所10kV不同母线段，中央变电所10kV及0.69kV母线均采用单母线分段供电方式，井下中央变电所以双回10kV电源向采区变电所供电。井下中央变电所10kV高压设备选用BGP9L-10型矿用隔爆型高压真空配电装置，660V低压设备选用KBZ型矿用隔爆型智能真空馈电开关(带选择性漏电保护)，主变压器选用2台KBSG-315/1010/0.69kV315kVA矿用隔爆型干式变压器，供主排水泵、轨道运输巷调度绞车及井底低压设备用电，2台变压器，1台工作，其负荷率β=63.0%，保证率β'=100%。3、采区变电所在采区大巷设采区变电所。两回10kV电源引自井下中央变电所10kV不同母线段，中央变电所10kV及0.69kV母线采用单母线分段供电方式。采区变电所10kV高压设备选用BGP9L-10型矿用隔爆型高压真空配电装置，660V低压设备选用KBZ型矿用隔爆型智能化真空馈电开关(带选择性漏电保护)，变压器选用2台KBSG-400/1010/0.69kV400kVA矿用隔爆型干式变压器，供采区排水泵及掘进工作面低压设备用电，2台变压器，1台工作，其负荷率β=43.7%，保证率β'=100%。采区变电所局部通风机专用变压器选用1台KBSG-200/10200kVA10/0.69kV矿用隔爆型干式变压器，作为全矿井掘进工作面局部通风机用电的主电源，备用电源取自采区变电所主变压器低压侧。低压侧设KBZ型矿用隔爆型智能真空馈电开关。井下用电设备电压为10kV、1140V、660V，照明电压为127V，控制电压为36V。井下高、低压配电系统采用10kV下井供电，下井电缆选用MYJV22-8.7/103×95矿用交联聚乙烯绝缘钢带铠装聚氯乙烯护套电力电缆，单回长度450m，两回电缆经主斜井敷设至井下中央变电所。两回电缆，当任一回电缆停止运行时，另一回可满足井下全部负荷用电井下中央变电所以双回10kV向采区变电所供电，以单回10kV向运输大巷机头硐室移动变电站供电。采区变电所以单回10kV向综采工作面及掘进工作面移动变电站供电；以660V向采区排水泵、掘进工作面低压负荷等井底低压设备供电。回采工作面选用KBSGZY-630/1010/1.2kV630kVA矿用隔爆移变1台；运输顺槽选用KBSGZY-400/1010/0.69kV400kVA矿用隔爆移变2台；掘进工作面选用KBSGZY-630/1010/0.69kV630kVA矿用隔爆移变1台；运输大巷机头硐室选用KBSGZY-630/1010/0.69kV630kVA矿用隔爆移变1台。移动变电站用电缆选用MYPTJ-8.7/10矿用移动屏蔽监视型电缆。变电所供移动变电站的高压馈电线上装设有选择性的动作于跳闸的单相接地保护装置。采区内固定照明电压127V由660/127V照明变压器综合装置供给。掘进头供电实行风电、瓦斯电闭锁。局部通风机采用“三专两闭锁”的供电方式，即专用变压器、专用开关、专用线路；风电、瓦斯电闭锁。正常情况下掘进工作面两台局部通风机一台工作一台备用，硐室内瓦斯浓度不超限时，闭锁开关可送电；向局部通风机供电的QBZ-4×80/660V（SF）型双风机双电源自动转换装置实现相互闭锁，只要其中一台局部通风机停电，则另一台局部通风机立刻启动，实现局部通风机双风机双电源自动切换。硐室内瓦斯超限时，闭锁开关便立即跳闸，切断掘进巷中一切电源。3.5.6井上、下运输系统1、井下运输系统大巷煤炭运输方式选用带式输送机。采区巷辅助运输采用调度绞车牵引1t矿车运输方式。矿井移交生产时，井下回采工作面煤炭→工作面刮板输送机、转载机→运输顺槽胶带输送机→8号煤1采区胶带下山输送机运至井底煤仓→经仓下给煤机将煤炭转载到主斜井胶带输送机。煤巷掘进煤通过掘进工作面的刮板输送机→胶带输送机直接进入煤流系统。半煤岩巷煤矸通过刮板输送机→胶带输送机分时段运至巷道、顺槽口→煤炭直接进入煤流系统，矸石在顺槽口装入1.0t固定箱式矿车进入辅助运输系统。矿井生产过程中的掘进巷道以及风桥、整巷等工程产生的煤矸在施工地点装入1.0t固定箱式矿车，然后由副斜井提升至地面进入地面排矸系统。矸石车进入地面矸石系统。采掘工作面材料、设备等选用1.0t固定箱式矿车、平板车和材料车运输。8号煤一采区胶带下山带式送机选用：电动机：YB2-315M2-4N=160kW二台，减速器：DCY400-31.5二台，制动器：BYWZ5-400二台，逆止器：NYD250二台，液压绞车自动拉紧装置：YZL－50型一台，采用隔爆软启动器启动。带式输送机长L=571m；倾角δ=14°；胶带宽度B=800mm；带速v=2m/s，Q=400t/h，胶带ST/S1250型（阻燃防静电）。带式输送机设有跑偏、打滑