梅园嘉元回风立井作业规程.doc

目 录第一章工程概况 一.工程概述 二.作业规程编制依据 三.地质及水文地质 四.瓦斯、煤尘、煤的自然发火及地温 五.主要技术参数 六.施工条件 七.工程特点、重点 第二章 施工总体部署 一.现场施工组织机构 二.施工队伍组织及任务安排 三.设备、人员动员周期和设备、人员、材料的运输方法 四.施工进度安排第三章施工方案、方法 一.表土施工 二.井筒施工方案 三.井筒掘砌施工方法 第四章 施工作业系统 一.提升系统 二.供水、排水施工 三.压风系统 四.施工通风及防尘 五.混凝土搅拌输送通讯、信号、安全监控 六.模板 七.供电系统 八.排矸翻矸系统九.信号、照明及放炮电缆 十.天轮平台、 吊盘 十一.安全梯十二.凿井稳车 第五章 劳动组织与主要技术经济指标 一.劳动组织 二.循环作业 三.主要技术经济指标 第六章 特殊地质条件施工方案 一.井筒防治水方案 二.井筒揭煤施工方案 第七章施工测量控制 一.控制测量 二.井筒施工测量 三.监控量测及地质资料收集研究第八章井巷质量标准及质量保证措施 一.质量保证体系二.井巷质量标准 三.质量保证的管理措施 四.各分项项目质量保证措施第九章安全保证措施及安全技术措施 一.安全保证措施 二.安全技术措施（一）井筒掘砌安全技术措施 （二）防坠落安全措施（三）信号、绞车安全措施 （四）起落吊盘安全措施 （五）升悬吊钢丝绳和紧固件的检查和使用 （六）防止重点灾害安全措施 （七）局部通风和瓦斯管理措施 （八）井筒坍方预防措施 （九）供电安全 （十）其它 第十章 文明施工措施 一.健全管理机构 二.场容、场貌 三.物资设备 四.综合治理 第一章 工程概况一. 工程概述1. 自然环境、条件山西梅园嘉元煤业有限公司位于位于沁源县城北西15，距沁源县城13km的灵空山镇上兴居村东及李元镇李城村西南。井田地理坐标为：北纬364736364843 ；东经：11212061121449。沁(源)洪(洞)公路从井田南部通过，向南东13km至沁源县城接汾(阳)屯(留)省级公路及沁(沁源)沁(沁县)公路，煤矿向北东76km至太焦线沁县火车站，向北东42km经武乡县与太（原）长（治）高速公路接运，向北西100km至南同蒲线介休市火车站；向西南经古县沿古（县）洪（洞）路约75km至洪洞县城东与霍（州）侯（马）一级公路接运，并由此向北2km至大(同)运(城)高速公路；由此向南22km至南同蒲临汾市火车站，交通运输条件较为便利。2.井筒用途及服务年限。回风立井主要用于回风及安全出口。服务年限17.30年。二. 设计概况回风立井主要技术特征井筒名称回风立井井口坐标1980坐标系纬距X4052465.443经距Y19605569.003井口标高（m）+1238.393落底标高（m）一水平+1155.0二水平+1085.0井筒方位角井筒倾角90井筒长度（m）一水平83.393二水平154.393井筒净断面（m2）12.57井筒掘进断面（m2）表土19.63基岩16.62净宽度或净径（m）4.0支护形式及厚度（mm）表土钢筋混凝土碹，500基岩混凝土碹，300井筒用途回风、安全出口井筒装备梯子间备 注已有三. 编写依据1、山西梅园嘉元煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计井筒施工平、剖、断面图S1084-118-12、山西梅园嘉元煤业有限公司矿井兼并重组整合项目井筒工程量清单及说明。3、山西梅园嘉元煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告、煤矿物探报告。4、山西梅园嘉元煤业有限公司采（古）空区积水、积气及火区调查报告。 5、煤矿井巷工程及验收规范（GBJ21390）。6、煤矿井巷工程质量验收评定标准（MT500994）。7、新版煤矿安全规程、煤矿安全技术操作规程、煤矿防治水规定。四. 地质及水文地质1井筒地质根据山西省煤炭地质144勘查院2011年1月提交的山西梅园嘉元煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告，报告详细查明了井田构造，评价了构造复杂程度；详细查明了可采煤层层数、层位、厚度、结构及可采范围，评价了煤层可采性及稳定程度；详细查明了可采煤层的煤质特征和工艺性能，确定了煤类，评价了煤的工业利用方向；详细查明了井田水文地质条件，分析了矿井充水因素，预算了矿井涌水量；详细调查了采空区积水、积气及火区情况，估算了积水量，并提出了防治措施；确定了开采2号煤层的矿井瓦斯等级，对2、3、9+10、11号煤层瓦斯情况进行了评述。评价了2、3、9+10、11号煤层的煤尘爆炸性和煤的自燃倾向性；评述了各可采煤层的顶底板工程地质特征。井田勘察程度达到了勘探阶段要求，可作为兼并重组整合矿井建设的地质依据。2011年2月28日长治市煤炭工业局下发长煤局行发【2011】88号“关于山西梅园嘉元煤业有限公司矿井兼并重组整合地质报告的批复”，对该地质报告进行批复。2煤层及瓦斯（一）含煤地层石炭系上统太原组(C3t)和二叠系下统山西组(P1s)为本区主要含煤地层，叙述如下：1、石炭系上统太原组(C3t)为本井田主要含煤地层，自K1砂岩底至K7砂岩底，地层厚度为76.52-108.59m，平均95.31m。与下伏地层呈整合接触。主要由灰白、灰黑色砂岩、粉砂岩、泥岩、石灰岩组成。含丰富的动物化石，旋回结构清楚，横向稳定性好，易于对比。全组可划分为45个沉积旋回，属于海陆交互相沉积。依据岩性、岩相特征，可自下而上划分为三段：（1）太原组下段(C3t1)K1砂岩底至K 2石灰岩底，地层厚度为21.82-30.85m，平均26.41m。主要由灰色细粒砂岩、灰黑、黑色粉砂岩、泥岩、铝质泥岩和煤层组成。底部细粒砂岩（K1）呈灰色或灰白色，厚0.75-5.60m,平均厚2.14m。其成分：石英占94%左右，长石、云母占2%左右，岩屑含量为4%左右，分选良好，磨圆度中等，孔隙式泥硅质或钙质胶结。本段地层所含9+10号煤层位于K2石灰岩之下，10下号、11号煤层位于中下部， F3断层以西有9+10、11号煤层剥蚀区，赋煤区内9+10、11号煤层为稳定的可采煤层其余煤层均为不稳定的不可采煤层。（2）太原组中段(C3t2)K2石灰岩底至K4石灰岩顶。地层厚度25.74-34.40m，平均31.13m。主要由灰色、深灰色石灰岩、灰色细粒砂岩、灰黑色粉砂岩、泥岩和煤层组成。底部K2石灰岩。致密坚硬，间夹薄层泥岩，厚2.22-7.45m,平均厚5.88m。经鉴定下分层为黄铁矿微晶灰岩，其成分方解石占70%左右，黄铁矿占20-25%，有机质含量为2-5%；上分层为泥晶含生物碎屑灰岩。生物碎屑大多破碎不完整，以有孔虫、蜓为主。中部K3石灰岩厚2.00-7.00m,平均厚5.03m。顶部K4石灰岩厚1.33-6.48m,平均厚3.99m。K3、K4石灰岩成分均以方解石为主，生物碎屑主要为蜓科。本段地层所含7号煤层位于K3与K4石灰岩之间，8号煤层位于K3石灰岩之下，7号煤层为不稳定不可采煤层，8号煤层为不稳定不可采煤层。（3）太原组上段(C3t3)K4石灰岩顶到K7砂岩底，地层厚度为28.96-43.34m，平均37.77m。主要由灰白色中、细粒砂岩、深灰色粉砂岩、泥岩及煤层组成。局部地层中夹有薄层菱铁矿层。2、二叠系下统山西组(P1s)K7砂岩底至K8砂岩底，整合于下伏地层之上。地层厚度为30.20-34.72m，平均32.81m。底部K7砂岩以灰色细粒砂岩为主，局部相变的粉砂岩或中粒砂岩，波状及脉状层理发育，层面含白云母及丰富的植物化石碎屑，系三角洲前缘(席状砂)沉积。K7砂岩至3号煤层底为灰黑色泥岩、粉砂岩及灰色细粒砂岩及不稳定薄煤层，系三角洲间湾沉积。3号煤层为海退后废弃的分流间湾上发育的泥炭沼泽沉积。3号煤层顶至2号煤层底为黑灰色泥岩，砂质泥岩、粉砂岩及浅灰色细粒砂岩，含丰富的植物化石，系浅水三角洲前缘沉积。2号煤层系浅水三角洲前缘上发育的泥炭沼泽沉积。2号煤层顶至1号煤层底由深灰、灰黑色泥岩、粉砂岩夹浅灰色中，细粒砂岩及薄煤层组成，含丰富的植物化石，系三角洲平原沉积。1号煤层系洪泛平原上发育的泥炭沼泽沉积。1号煤层顶至K8砂岩底，由深灰色、灰黑色泥岩，粉砂岩、浅灰色中粒砂岩及薄煤层组成。系三角洲平原沉积。本组含植物化石多脉带羊齿。在F3断层以西，1、2、3号煤层均剥蚀，F3断层以东赋煤区内1号煤层为不稳定不可采的煤层，赋煤区内2、3号煤层为稳定可采煤层。（二）含煤性井田含煤地层主要为石炭系上统太原组和二叠系下统山西组。山西组平均厚度32.81m，含煤3层，由上而下编号为1、2、3号煤层，可采煤层平均厚度2.42m，含煤系数7.38%。山西组含煤性总的特点是煤层层少，单层厚度小，变化大，在F3断层以西，1、2、3号煤层均剥蚀，F3断层以东赋煤区内1号煤层为不稳定不可采的煤层，赋煤区内2、3号煤层为稳定可采煤层。煤层露头为沁安普查详查填图成果。2、3号煤层剥蚀区面积均为2.979km2各占全井田面积(5.1383km2)的58.0%，2号煤层赋煤区面积为1.908km2占全井田面积的37.1%，3号煤层赋煤区面积为2.8135 km2占全井田面积的54.8%太原组平均厚度95.31m，含煤7层，自上而上编号为6、6下、7、8、9+10、10下、11号煤层，可采煤层厚度为2.82m，可采含煤系数2.96%。总的特点是煤层层数多，达可采厚度者层数较少，在F3断层以西有9+10、11号煤层剥蚀区，赋煤区内9+10、11号煤层为稳定的可采煤层，其余煤层均为不可采煤层。煤层露头为沁安普查详查填图成果。9号煤层剥蚀区面积4.248km2为占全井田面积(5.1383km2)的82.7%，9号煤层赋煤区面积为3.5619 km2占全井田面积的69.3%，11号煤层剥蚀区面积为2.655 km2占全井田面积的51.7%,11号煤层赋煤区面积为3.5275km2占全井田面积的68.7%。井田煤层赋存情况表煤层号煤层厚度(m)钻孔煤层赋存情况煤层稳定性可采性最小最大平均1上0.000.650.33101、301、302、401、402、403、501、梅1共8个钻孔煤层剥蚀，202号钻孔为炭质泥岩。不稳定不可采10.000.750.23101、301、302、401、402、403、501、梅1共8个钻孔煤层剥蚀。嘉1钻孔为0.60m,404钻孔为0.75m,其余钻孔为尖灭不稳定赋煤区不可采20781.851.19301、302、401、402、403、501、梅1共7个钻孔煤层剥蚀，嘉1钻孔采空,其余钻孔均可采稳定赋煤区可采30.731.451.23301、302、401、402、403、501、梅1共7个钻孔煤层剥蚀，嘉1钻孔未到,101钻孔为炭质泥岩,其余钻孔均可采稳定赋煤区可采60.001.160.57301、401、402、403、501、梅1共6个钻孔煤层剥蚀，201号钻孔尖灭,嘉1钻孔未到,302号钻孔为1.16m,1101号钻孔0.83m,其余钻孔不可采不稳定赋煤区不可采6下0.000.400.23301、401、402、403、501、梅1共7个钻孔煤层剥蚀,嘉1钻孔未到,嘉2、302号钻孔尖灭，其余钻孔均不采。不稳定赋煤区不可采70.401.130.79301、401、402、501、梅1共5个钻孔煤层剥蚀，嘉1、2钻孔未到，302、404钻孔为炭质泥岩，101钻孔1.13m,1101钻孔1.33m,其余钻孔不可采不稳定赋煤区不可采80.540.800.65301、401、402、501、梅1共5个钻孔煤层剥蚀，嘉1、2钻孔未到，302钻孔0.80m,404钻孔0.80m,1101钻孔0.71m,其余钻孔均不采。不稳定赋煤区不可采9+101.073.011.87嘉1、2钻孔未到稳定赋煤区可采10下0.000.600.39嘉1、2钻孔未到，404钻孔尖灭,404号钻孔为炭质泥岩,其余钻孔均不采。不稳定赋煤区不可采110.721.530.95嘉1、2钻孔未到稳定赋区可采（三）可采煤层井田内可采煤层有2、3、9+10、11号共4层（见可采煤层特征表），现分述如下：1、2号煤层位于山西组中上部，下距3号煤层4.83-26.68m,平均12.25m。煤层厚度0.78-1.85m，平均1.19m，不含矸，顶板岩性为泥岩，底板岩性为泥岩、粉砂岩，在F3断层以西，煤层剥蚀，F3断层以东赋煤区为稳定可采煤层。煤层以嘉2钻孔为中心，向两侧变薄。2、3号煤层位于山西组底部，下距9+10号煤层51.88-75.12m,平均68.58m，煤层厚度0.73-1.45m，平均1.23m，结构简单，不含夹矸，顶板岩性为泥岩，底板岩性为砂质泥岩，在F3断层以西，煤层剥蚀区, F3断层以东赋煤区为稳定可采煤层。3、9+10号煤层位于太原组下段的顶部，煤层厚度1.07-3.01m，平均1.87m。含0-1层夹矸，在201号钻孔夹矸厚度大于0.70m,其余钻孔夹矸厚度小于0.70m。顶板以泥岩为主,个别钻孔为石灰岩(1101、201、404)，底板为泥岩，在F3断层以西有9+10号煤层剥蚀区，赋煤区为稳定可采煤层。4、11号煤层位于太原组下段下部，上距9+10号煤层12.69-20.02m,平均16.07m，煤层厚度0.72-1.53m，平均0.95m。含矸0-1层，结构简单，顶板岩性以粉砂岩为主，细粒砂岩、砂质泥岩次之，底板岩性以泥岩为主,砂质泥岩、粉砂岩次之，在F3断层以西有11号煤层剥蚀区，赋煤区为稳定可采煤层。11号煤层F3断层以东总体由北西部向南东北部变薄，F3断层以西向南西变厚。可采煤层特征一览表煤层号煤层厚度煤层间距结构(夹石层数)稳定性可采性顶板岩性底板岩性最小-最大平均(m)最小-最大平均(m)20.78-1.851.19简单 (0)稳定赋煤区可采泥岩泥岩4.83-26.6812.2530.73-1.451.23简单 (0)稳定赋煤区可采泥岩砂质泥岩51.88-75.1268.589+101.07-3.011.87简单 (0-1)稳定赋煤区可采泥岩泥岩、砂质泥岩12.69-20.0216.07110.72-1.530.95简单 (0-1)稳定赋煤区可采粉砂岩泥岩（四）煤层对比煤层对比基本沿用沁安普查勘探区地质报告对比方法，现将其对比依据及对比可靠性简述如下：1、对比依据：本区采用多种手段、多种方法综合分析进行煤岩层对比。(1) 标志层对比法：含煤岩系中，全区发育几层层位较稳定、发育较好、厚度及岩性变化不大的标志层。 K2石灰岩：深灰色，巨厚层状致密、坚硬，含有丰富的有蜒科、腕足类化石和燧石结核，全区较发育，其下压覆9+10煤层。 K3石灰岩：深灰色，巨厚层状致密、坚硬，含有丰富的有蜒科、腕足类化石和燧石结核，全区较发育，其下压覆8煤层。 K4石灰岩：深灰色，巨厚层状致密、坚硬，含有丰富的有蜒科、腕足类化石和燧石结核，全区较发育，其下压覆7煤层。标志层K4和 K2控制了太原组煤系中段（C3t2）地层。2、对比的可靠性本区的主要可采煤层，是依据标志层特征、岩性、层间距、煤层结构特征进行综合对比，层位清楚，对比可靠。3构造与不良地质现象井田位于沁水煤田西缘，霍山隆起之东翼，受霍山经向构造带影响，在井田西南端原梅园煤矿井田内为背向斜构造，在井田北东端原嘉元煤矿为向斜构造，井田其他部位构造为走向北北东，倾向南东的单斜构造，地层倾角一般在6-15左右。构造形态符合区域构造特点，断裂构造发现3条，向斜1条，现叙述如下：F1正断层：位于井田南西北角，走向北东向，倾向北西，区内延伸620m，断距40m，倾向65，为沁安普查填图成果。F2正断层：位于梅1钻孔附近,走向北东，倾向南东，区内延伸285m，断距10m，倾向70，为沁安普查填图成果。F3正断层：横穿全井田,走向北东转北北东,倾向南东，区内延伸2400m，断距50-150m，倾向70。该断层破坏了煤层的连续性，使得井田西北部出露为太原组地层, 为沁安普查填图成果。S1向斜：位于井田北部，轴向北东向，区内延伸800m，东翼倾角10，西翼倾角21，为沁安普查填图成果。S2背斜：位于井田西南端原梅园井田内，轴向近南北向，区内延伸1100m，东翼倾角10-15，西翼倾角9-12，为沁安普查填图成果。S3向斜：位于井田西南端原梅园井田内，轴向近南北向，区内延伸1150m，东翼倾角9-12，西翼倾角6-15，为沁安普查填图成果。S4背斜：位于井田西南端原梅园井田内，轴向近南北向，区内延伸1150m，东翼倾角9-12，西翼倾角6-15，为沁安普查填图成果。依据勘探成果及地面填图，该区无陷落柱，无岩浆岩活动。综述该区构造复杂程度属简单类。4井筒水文地质1、井田地表水及河流井田地表属黄河流域沁河水系，井田内多为冲沟，为季节性河流，雨季可出现短时洪水流，南流或东南流入沁河，洪水位为1213.50m，低于井口标高1236.19m，不存在洪水位对井田口及工业广场的影响，但要防止井口附近坡流灌入矿井中。2、井田含水层井田的含水层自上而下有：（1）第四系砂砾层孔隙潜水含水层第四系Q及中更新统Q2，分布在井田中北部河谷地带，岩性为灰白色砂质粘土、亚粘土砂砾层及砾石层，厚度变化大，层位不稳，依地形而异，该层渗水性含水性均好，由于受大气降水和地表水补给条件好，但埋藏厚度薄,不易形成强含水层,因此,属弱富水性孔隙潜水含水层。（2）上石盒子组底部（K10砂岩）裂隙含水层砂岩含水层较稳定，多呈透镜体，岩性为黄绿色，浅灰绿色中细粒厚层状石英长石砂岩，埋藏浅时，风化裂隙及节理发育，局部含小砾。钻进消耗量达5.5m3/h，一般钻进消耗量在0.5m3/h以下，泉水流量0.22L/s，因此，该层为弱富水性裂隙含水层。（3）下石盒子组（K9、K8）砂岩裂隙含水层砂岩含水层位于1号、2号煤层以上，K8为煤层直接充水含水层，岩性为灰白色、灰绿色、黄绿色厚层状石英长石砂岩，多为钙质胶结，裂隙稍发育，钻进消耗量在1.00m3/h以下，一般在0.20.5m3/h之间，因此，局部地段受地表河流补给出现富水地段，因此，含水层为弱富水性裂隙含水层。（4）太原组石灰岩（K4、K3、K2）岩溶裂隙含水层K4石灰岩为7号煤直接充水含水层，厚度1.33-6.48m，平均3.99m，岩性为深灰色，致密、块状，裂隙较发育。K3石灰岩为8号煤直接顶板，厚度2.00-7.00m，平均5.03m，裂隙较发育，随埋深增加裂隙逐渐不发育。K2石灰岩为9号煤层直接充水含水层，也是太原组的主要含水层，岩性为深灰色，致密、坚硬、性脆石灰岩，一般含有燧石层及透镜体。厚2.22-7.45m,平均厚5.88m，局部较发育，据井田东北邻近矿井李城煤业2010年施工的201号水文孔抽水试验单位涌水量为0.004L/s.m，水位标高为1241.02m，属弱富水性裂隙含水层。（5）中奥陶统峰峰组石灰岩岩溶裂隙含水层奥陶系峰峰组岩溶裂隙含水层是煤系地层下伏的主要含水层，井田内本次勘查施工的201号钻孔上段厚41.80m左右,岩性为质纯、致密、性脆，上部裂隙发育或较发育多层，但厚度多在3-5m之间,钻进时大多出现12-15m3/h的全漏，下部岩层多为完整，裂隙不发育,下段为泥灰岩夹石膏层,可见有角砾状石灰岩，棱角状灰岩碎块被泥灰岩胶结，厚63.76m,钻进时冲洗液消耗量一般在0.5m3/h以下，为相对隔水层。201号钻进峰峰组85m时，观测静止水位时，水位在孔底，说明峰峰组在井田内属于透水层。根据井田东南3km沁新能源煤业的供水井水位946.50m，水质CO3SO4-CaMg型，推断本井田水位为935-945m左右。3、主要隔水层11号煤至O2含水层之间隔水层，由铝土泥岩、粉砂岩、泥岩、石英砂岩等致密岩层组成一般厚42.73m，其间的石英砂岩、致密、坚硬，裂隙不发育， 具有良好的隔水性能，在无断裂贯通情况下垂直方向上11号煤以上含水层与O2含水层不发生水力联系。峰峰组下段泥灰岩石膏层隔水层，石膏层厚度106.30m，深灰色、灰白色，以深灰色块状石膏为主，含不规则纤维状石膏， 局部为角砾状，多与泥灰岩交织在一起，岩芯较完整，为相对隔水层。2号煤至K4石灰岩之间隔水层，由致密的粉砂岩、泥岩组成，一般厚76.40m，具有良好的隔水性能，在无断裂及陷落柱贯通情况下，垂直方向使2号煤经上含水层与K2含水层不发生水力联系。2号煤以上各砂岩含水层，由于其间存在厚度较大的粉砂岩、泥岩，且各砂岩含水性又不强，因此，垂直方向2号煤以上各砂岩含水层不发生水力联系。五. 施工条件1.公路沁源洪（洞）公路从井田南部通过，临时公路通至施工所在地需硬化。2.施工用水、用电施工用水：生活用水及施工用水至工业广场内蓄水池。 施工用电：两回10KV供电电源引自矿井东南约4km的李元35KV变电站10KV母线不同母线段，两回电源一用一备，当任一回路发生故障停止供电时，另一回路可保证矿井全部负荷用电。第二章 施工总体部署一. 现场施工组织机构为优质、高效地完成风井工程施工，我单位已经按“优质、精干、高效”的原则组建了“ 福建华星建设工程有限公司工程项目部”，实行项目经理负责制，全权代表我单位履行合同，指挥生产，按期优质安全地完成本工程。项目部设置技术科、安全科、通风科、机电科、防治水科、调度室、综合办公室，工程队下设打眼班、装岩班、浇筑班、运输班、机电班、生活后勤班。本工程设置项目经理部，项目经理1人，技术负责人人，项目经理部人员配备如下表。 项目部人员配备表序号职 务 或 职 称人 数备 注1项目经理1全面负责2常务经理1协助项目经理负责日常事务管理3技术副经理1技术总负责4安全副经理1安全管理5生产副经理1现场生产负责（一名兼质检工程师）6机电副经理1兼机电工程师7通风副经理1测量、地质8综合办公室1合 计8二. 施工队伍组织及任务安排根据工程需要，成立一个综合工程队，工程队下设专业化班组，人员根据工种需要确定。劳动力配备见下表。施工人员配备表类别序号工种名称小班圆班备 注直接工1班长132副班长133把钩工（兼钻眼工）264钻眼工8245瓦斯检查员136信号工397翻矸工（兼钻眼工）268抓岩司机（兼钻眼工）269放炮员1310勤杂工13小计66直接工为实际出勤机电辅助后勤人员12电工113钳工214绞车司机2615起重工216红炉工117电焊工118压风司机（兼充电）2619运输工41221车工（兼刨工）122木工123小车司机124炊事员425锅炉澡堂326医务127材料库管员1辅助工小计846辅助工为包干制注：本表人员按施工高峰期安排，各队根据工作面增减，人员编制应调整。三. 回风立井凿井主要措施工程 本立井移交前已经完成凿井工程（83.393）。四. 设备人员动员周期和设备、人员、材料的运输方法1. 设备、人员动员周期本项目将根据施工进度情况，积极合理组织施工人员进场，绝不能因劳动力不足而影响施工安全、质量、进度，施工高峰期上劳动力71人2. 设备、人员、材料的运输方法机械设备由公路运输进场。根据工程进度及施工计划的需要，所需的设备提前调试进场，确保按时投入使用。砂、石、水泥等工程材料试验合格的地方采购，汽车运抵现场。五. 施工工期安排1单进指标本工程建设工期预计为70d，其中施工准备期10d，正式凿井工期60d， 针对本工程的特点，精心组织，加强技术管理和指导，科学施工，合理安排，确保优质、快速地完成。施工任务。2总工期初步拟定于2012年2月1日前作好进场进行施工准备，施工准备期70d，2012年3月 开工，2012年6月 ，建井总工期70d。第三章 施工方案、方法一. 表土段临时锁口施工井筒表土段在移交前已经完成施工。二组立施工井架1.井架组立：采取地面就近组装，一次合成的方式进行，井架合成选用两台25t的汽车吊车提升。2.在井架上悬吊安装抓岩机，抓岩机风动绞车安装在翻矸平台上，用于升降抓岩机。三临时锁口段以下表土段施工施工顺序为：由上向下掘凿，掘凿时首先进行临时支护（锚网），空帮段高不得超过2m，每段高下掘5m处，再从下向上砌筑永久井壁。循环掘砌，直至达到11#煤层底板（落底标高+1085m），施工时以实际见煤情况为准，并相应调整井筒长度。也可根据钢筋绑扎要求缩短段高至3.0m。1掘进：岩层为第四系黄土及粘土夹砾石，采用人工及松动爆破方式掘进，掘进半径5m。2提升、装矸：采用一台8t汽车吊提升，吊桶为1.0自卸式吊桶，装矸采用长绳悬吊抓岩机装岩，吊桶提至井口后，利用筒易翻矸架卸矸至井口外的8t自翻式汽车中。3运输：汽车转运矸石至排矸场地。4永久支护：采用以上方法掘进段高达到4.0m时，停止掘进，进行永久支护。循环掘砌，直至达到11#煤层底板（落底标高+1085m）5支护前必须检查井筒荒径，合格后方可进行。(1)永久支护设计为C30混凝土碹(2)采用 金属模板浇砼，金属模板的吊点设在井架上，金属模板第一次使用在地面组装，然后入井立模浇注砼。(3)金属模板组装后，井口用钢梁木板作临时封口，并布置竹节溜灰管二趟，形成砼下料系统。(4)测量立模、模板加固，人工护刃脚后浇灌砼，井壁砼厚3500mm，采用电动振动棒捣固。(5)第一模浇筑井壁砼非常关键，必须严格控制水平标高及立模尺寸。(6)由下向上砌筑第二模井壁时，应去掉金属模板刃脚部分，模板中下部必须搭设双层安全网。(7)依此方法砌筑至砖砌井壁处。砖砌井壁不需拆除，在浇筑混凝土以外。6. 人员材料下放：人员上下采用专用钢筋梯子，沿井壁固定，材料下放用.0吊桶。7. 通风：采用222kw对旋局部扇风机，800mm胶质风筒供风。8. 排水：采用一台 5.5kw潜水泵（排水能力20/h,扬程40m）的矿用潜水泵直接将工作面积水排至地面水沟。如表土段试挖时出现松散土方，因含水稳定性差，开挖后易片帮，片帮后易造成井壁下沉，则试挖段井筒采用特殊方法施工。即： 首先在工作面中央挖出超前小井，内放自制的带孔眼铁桶，用于集水和超前下挖，然后按井筒净断面开挖，超前小井同时下挖，桶内积水和泥粥用吊桶排出； 段高掘够后，沿井筒四周均匀挖掘沟槽至井筒荒径外，在荒径外砌筑料石墙做为小型壁座，防止井筒下沉； 在料石墙间井筒荒径外砌红砖墙作为临时支护，防止片帮，然后再绑筋脱模找正，浇筑混凝土井壁。四井身基岩段施工回风立井基岩段爆破参数表（f取46）炮眼炮眼名称眼深(m)角度装药量每眼药卷个数炮泥长度(m)起爆顺序联线方式编号个数垂直每眼总量1-33掏槽眼2800.8kg2.4kg40.71串联4-118辅助眼2900.6kg4.8kg30.62串联12-2716周边眼2800.6kg9.6kg30.63串联回风立井预期爆破效果表序号名称单位数量序号名称单位数量1掘进断面m16.627每循环进尺个1.62井筒掘进断面直径m4.68每循环爆破实体m26.63岩石坚固系数14-59每米雷管消耗量个16.94雷管个2710每米炸药消耗量Kg10.55炸药Kg16.86炮眼个272. 光面控制爆破的保证措施(1)爆破参数现场施工中根据爆破效果，对爆破参数不断修正适应围岩的岩性和产状的变化，使其爆破质量达到最理想状态。 (2)炮孔的放样根据井筒中心线定位，画出断面轮廓线，按设计炮孔准确地定位于掘进断面上，经检查无误后，方可钻孔。(3)钻孔方向采用多炮棍法定向，以保证各炮孔达到准、平、直的要求，此项工作由值班队长和质检员负责。(4)装药装药前，用高压风将炮孔中的水和岩粉吹净，以保证装药结构的准确性。(5)封泥炮孔封泥长度不得小于300mm 。(6)起爆顺序严格按爆破图表执行，不能出现错误或随意修改起爆顺序。3装岩出矸机械装岩。4支护砌壁主井井筒基岩段永久支护为混凝土，砼强度等级为C30。5. 拆、立模工作：(1)当空帮高度达到4.0m时，停止出矸，将井筒周围的矸石用抓岩机移至井中堆积后，下放中线测量井筒荒径并及时处理后（绑扎钢筋），利用金属模板上的液压装置松动脱模。(2)将模板下放至接茬位置，用金属模板上的液压装置将模板撑开到砌碹尺寸，按设计要求在8个测定位置准确测量模板上、下尺寸，并及时调整。(3)模板上下各用木楔和刃脚木打紧，垫稳之后，人工将井中矸石掏至刃脚周围将其封好，搭设好模板工作台。(4)立模的同时，下放溜灰管并将竹节溜灰管接好，作好浇灌的准备工作。(5)混凝土料由地面两台混凝土搅拌机搅拌好后，经一趟砼输料管下溜（设缓冲器）送入金属模板之内。(6)混凝土料均匀对称下至金属模板内，用127V插入式电动振动棒捣固。(7)金属模板一次成井4m，每次浇灌混凝土完成后落一次施工吊盘。(8)砼及钢筋砼支护：配套设备、机具见表 。 进行砼及钢筋砼支护工艺为：砼支护：平整工作面-收放模板-初调涨模-找正涨模-风镐支浇注口-下料分层对称振捣浇砼-合门。钢筋砼：平整工作面-绑扎钢筋-收放模板（底刃脚摘除）-初调涨模-找正终涨模-风镐支浇注口-下料分层对称振捣浇砼-合门。混凝土支护配套机具序号名称型号规格单位数量备注1悬吊稳车JMW-10吨台22悬吊绳619-34根23输送管路1598.0趟14自动配料机PL-800B台15砼搅拌机JS-500台16受料伸缩管自制套17缓冲器自制个28活节管自制节2109缓冲溜槽自制套210振捣器ZNF50台211模板MJY-4.0/8.0套1四. 与井筒相连的硐室施工与井筒相连硐室(回风立井与回风巷连接处)具体工程量待出施工图后再定。其施工方法为：与井筒同步施工法。当井筒施工到硐室顶板位置后，随着井筒下掘，硐室也同时掘出。掘支顺序为先拱后墙，而后硐室支模下放井筒模板浇注砼使井筒与相连的硐室一次成型，同时成型硐室最大长度不宜超过5m，硐室其余部分采取全断面一次掘进一次支护到设计位置后支模浇注砼成型；硐室施工出矸为：使用耙斗装岩机将矸石倒入井筒内，利用凿井装岩、提矸、翻矸、运矸系统排除。第四章 回风立井施工设备与辅助作业系统一. 提升系统提升绞车选用ZJTP-1.6，提升参数如下绞车型号卷筒最大静张力KN最大静张力差KN钢丝绳传动比提升速度数量直径mm宽度mm直径mmim/sZJTP-1.611600900453024.5203.2二. 井筒吊盘凿井采用双层吊盘作为工作盘，吊盘由2台JMW-10吨矿用稳车型稳车悬吊。稳车选用同一厂家产品，并安装同步控制装置。上层盘为保护盘，下层盘为工作盘，中心回转抓岩机及其他设备安装在下层盘上。三. 压风系统风井井筒东面设立压风站，供井筒施工用风。压风站设置2台FBD-6.3型号压风机，供风量24.63m/min。压风从压风站通过8寸钢管传送至井口，在井口设置分水器，井筒内敷设1084mm无缝钢管至工作面用风地点。能满足风井井筒施工需要。压风机参数型号公称容积流量额定排气压力电机功率额定转速整机重量机组输入比功率外形尺寸FBD-6.324.63m/min0.8MPa132KW2970r/min3300kg6.7KW/( m/min)3216.218.5(m)四. 供排水系统1、井筒排水在吊盘下层安装2台50SQW潜水泵，用作沉淀处理。一台使用，一台备用。排水管路规格为2.5寸，工作面积水通过水泵直接排出地面。2、井筒供水井筒内采用573.5mm供水管一趟，随压风管采用2JZ-10/600凿井绞车悬吊，供工作面施工用水。供水管末端安装减压阀。3、地面供水供水水源引自工业广场。人员进场后及时敷设管理，供生产、生活用水。五. 通风系统为了保证井下工作人员换的需风量及工作面放炮后炮烟能及时排出，采用风速大、射程远的压入式通风方式，井口20m以外设置二台FBDN06.0/222KW对旋式风机，600mm胶质阻燃性风筒，风筒采用井壁锚杆固定。封口盘设置出风口，出风口必须高出地面大于500mm，断面不小于进风风筒断面，出风口高出地面后必须设置转弯，转弯角度为90度，并在出风口处焊接金属网，网格为100mm，防止坠入东西。通风机选型计算：1、风量计算1.1、按工作面最多作业人数计算Q0=5N=515=75m/min=1.25m/sN：工作面最多作业人数，取N=151.2、按井筒规定最低风速效验Q=0.15S=0.1523.76=3.564m/s2.57m/s按Q=3.564m/s选取风机型号；风量Q风=255m/min1.3、按炸药一次爆破量计算Q2=0.13/tA(SL)k1/3式中：t：爆破后通风时间，取20分钟S：井筒净断面 取S=12.56m2L：炮烟吹出高度 取L=60mA：工作面一次爆破炸药量 取A=129.6KgK：风筒调整系数 取K=0.3Q2=1.43m/s2、通风机选型根据计算风量及风压、选用两台国产FBDNO6.0/222kw对旋轴流式局部通风机，满足要求。其中一台使用，一台备用。通风机主要技术参数：型号：FBDNO6.0/222kw对旋风机。风量：630260(m/min)全压：3606300(Pa)效率：80%六. 供电系统地面工业广场设临时变电所，10KV双回路电源引自距临时变电所50米处得架空线，安装两台S-11-M-500/10变压器，供地面工业、生活用电、井口及井下用电。七. 照明、通讯与信号1、照明：地面各机房、配电所、稳车房等室内照明采用日光灯；在工业场区、马路及排矸场所使用节能灯具；井口棚采用防爆型灯具，工作面照明采用矿井施工专用照明灯具。在地面各主要场所安装应急灯，井下工作面配备矿灯作为应急灯。2、通讯与信号：采用KXH-127型通信与信号装置，它是井筒提升系统的井上、下直通电话和提升信号的完整配套设备。随吊盘敷设两趟MKVV102.5控制电缆，用于信号及通讯。在井口棚设主、风提信号房，安装两套独立的声光信号及通讯设备，可以和提升机房、井下、吊盘、配电室随时联络。3、井口、绞车房和调度室设置电视监视监控系统。八. 避雷系统 在井架、变电所、油罐、爆破材料存放点按标准要求设置避雷系统避雷。避雷系统的安装按有关规定执行。九. 安全梯为防止突然停电或在井筒发生其他事故中断提升时能及时撤出井下工作人员，井筒内悬吊一个安全梯。安全梯跟随工作面的延伸进行延伸。第五章 劳动组织及主要技术经济指标一. 劳动组织施工人员配备表类别序号工种名称小班圆班备 注直接工1班长132副班长133把钩工134钻眼工265瓦斯检查员136信号工137翻矸工268抓岩司机139放炮员1310安全 员13小计36直接工为实际出勤机电辅助后勤人员12电工113钳工214绞车司机1315起重工216红炉工117电焊工118压风司机1319运输工2621车工122木工123小车司机124充电员1225锅炉澡堂226医务127材料库管员1辅助工小计431辅助工为包干制注：本表人员按施工高峰期安排，各队根据工作面增减，人员编制应调整。二. 作业方式1. 井筒正常段采用“四六”作业滚班制，每天4个小班，每班工作6小时，辅助工采用“三八”作业制。2. 循环安排(1)采用“五掘四砌”的短掘短砌的形式，一般情况一掘一砌，四个小班一个循环，成井3.8m ，但每四砌以后要多掘一炮,以保证“五掘四砌”。月进度60m。(2)由于大抓岩机要求吊盘距工作面的距离为915m，每个循环落一次吊盘，井筒悬吊各种钢管长度均为6m一根，即每次落盘接一组钢管。三. 主要技术经济指标序号项目单位表土及风化段基岩段备注1井筒总深度米30205.5根据岩石情况而定2在册人数人54463出勤率96964循环进度米3.83.85每班循环次数个4个班一个4个班一个6日循环次数个 0.75 0.757日进度米228月进度米60609效率米工 0.0370.0410坑木消耗/m 11炸药消耗Kg/m 79.3412雷管消耗发/m 38.1613炮泥消耗Kg/m 14水炮泥消耗个/m 7315钢模具消耗套/m 16金属网消耗/m19水泥消耗Kg / 消耗/m23.821.621石子消耗/m25.615.722防水剂消耗Kg/m1130.8648.423风钻消耗部/百米24风钻钎子消耗根/m25风钻钻头消耗个/m26风煤钻消耗部/百米27风煤钻钎子消耗根/m28风煤钻钻头消耗个/m29风水管消耗m/m第六章