副斜井施工组织设计(机掘)2012

1、山西晋煤集团泽州天安圣鑫煤业有限公司副斜井井筒施工工程施 工 组 织 设 计施工单位：温州矿山井巷工程有限公司 编制时间：2012年1月圣鑫煤业副斜井井筒施工组织设计会审签字表 圣鑫煤业副斜井井筒施工组织设计签 字 表编 制 人：总工程师：安全副总经理：机电副总经理：生产副总经理：项目经理：年 月 日审核签字：温州矿山井巷工程有限公司贯彻记录 目 录前 言1 第一章 概况2 第一节 第二节 第三节 第二章第一节 第二节 第三节 第四节 第三章第四章第五章第一节 第二节 第三节 第四节 第六章第一节 第二节 概述2 编制原则2 编写依据2 工程概况3 井田地理位置及交通情况3 地层及地质构造4

2、水文地质情况8 工程概况9 施工准备10 施工方案及方法16 劳动组织及主要经济技术指标27 劳动组织27 循环作业28 技术经济指标29 工程排队29 施工设备及辅助作业系统31 提升系统31 通风系统33第三节 排水系统36第四节 压风系统37第五节 防尘系统37第六节 通讯、信号、照明及电视监控系统38第七节 供电系统39第七章 质量保证体系及文明施工措施39第一节 质量方针及目标39第二节 质量保证体系39第三节 质量保证措施44第四节 执行标准及技术规范47第五节 文明施工措施47第八章 安全管理体系及安全技术措施48第一节 组织与管理48第二节 安全保证体系50第三节 主要安全技术

3、措施52第四节 井筒施工应急预案71第九章 冬雨季施工措施75第十章 环境管理76 第十一章 其他77 附图、表前 言山西晋煤集团泽州天安圣鑫煤业有限公司是由原山西泽州巴公圣鑫煤业有限公司整合而成，根据晋煤重组办发【2009】39号文关于晋城市泽州县煤矿企业兼并重组整合方案（部分）的批复，原山西泽州巴公圣鑫煤业有限公司被山西晋煤集团泽州天安有限公司兼并重组，更名为山西晋煤集团泽州天安圣鑫煤业有限公司，2009年11月18日山西省国土资源厅以证号为C1400002009111220043893号换发了新的采矿许可证，属单独保留矿井，高瓦斯矿井，批准开采3号、9号、15号煤层，生产能力为900kt

4、/a。圣鑫煤业2006年资源整合之后，2007年3月成立了泽州巴公圣鑫煤业有限公司，利用了原南连氏西头煤矿部分井筒设施和工业场地进行了扩建，整合之后被批准生产能力为300kt/a，批准开采3号煤层。2008年6月2日进行了基建开工建设。2009年8月兼并重组后, 矿井一直处于停工状态。2011年4月15日，山西省煤炭工业厅基本建设局以晋煤办基发字2011631号文对该矿进行了开工批复。编制本施工组织设计大纲的指导思想是：贯彻执行国家及本行业部门有关建设方针和技术政策，采用先进的科学技术，充分利用本单位的施工能力和技术经验，提高矿井建设的综合效益，在确保安全和工程质量的前提下，合理安排施工顺序及

5、工程进度。本着工期短、效率高、质量优、效益好的原则，建设本矿井。第 一 章 概 况第一节 概 述一、工程名称工程名称：副斜井井筒。二、掘进目的及巷道用途掘进目的是为了担负矿井辅助提升任务，兼做进风井和矿井安全出口。三、巷道设计长度及服务年限副斜井设计长度为640m ，2006年资源整合时已掘80m ，本次施工主要是延伸副斜井，新施工井筒工程560m 。服务年限 ：同矿井服务年限。第二节 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，合理安排施工顺序，优选施工方案，组织平行交叉

6、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，缩短建井工期。4、合理安排资源和劳动组织，有计划、有重点地组织人力和物力，确保各项技术经济指标的全面实现。第三节 编写依据一、掘进巷道设计图纸圣鑫煤业副斜井井筒施工图。二、其余编制依据1、山西晋煤集团泽州天安圣鑫煤业有限公司副斜井井筒工程施工合同。2、山西晋煤集团泽州天安圣鑫煤业有限公司兼并重组整合项目初步设计说明书。3、煤矿安全规程（2011年版）。4、煤矿井巷工程质量验收规范（GB50213-2010）。5、煤矿井巷工程质量检验评定标准（MT5009-94）；6、钢筋混凝土工程施工质量验收规范（GB5020

7、4-2002）；7、建设工程监理规范（GB50319-2000）；8、国家、省市和行业相关法律、法规、规范等要求。第二章 工程概况第一节 井田地理位置及交通情况井田地理位置：山西晋煤集团泽州天安圣鑫煤业有限公司位于泽州县巴公镇西南北连氏西头村口，井田外东部为凤凰山矿和古书院煤矿，北部与山西晋煤集团泽州天安靖丰煤业有限公司相接，四临关系相对简单。副斜井井筒位置：位置副斜井井筒位置位于井田北部，在矿工业广场西侧，回风立井西北，副立井西南。交通情况：该矿距巴公镇约8km 处，东距长晋高速5km ，距泽州北高速入口约3 km ，距207国道约7km ，北东距太焦铁路北板桥站约9km ，距井田内东部陈大

8、（陈沟-大阳）公路线1.5 km，交通运输十分便利。第二节 地层及地质构造（一）、区域地质本井田位于沁水煤盆地东南缘，居新华夏系第三隆起带（太行山隆起），受不同时期、不同方向应力的叠加作用，形成了现存的构造形迹。新华夏系构造控制本区的构造格局，井田构造形态与其密切相关。区域地层为古生界奥陶系、石炭系、二叠系、中生界三叠系、新生界上第三系、第四系。（二）、井田地层井田位于山西省沁水煤田晋城国家规划井田东南部，白马寺区精查勘探区西部外约1km ，井田内第四系中更新统（Q 2）黄土大面积覆盖，井田东北部有奥陶系中统峰峰组（O 1f ）地层带状出露，井田外东部大面积出露二叠系上统上石盒子组（P 2s

9、）地层。根据矿井井筒实际揭露及钻孔资料，井田内赋存地层由老到新依次有：奥陶系中统峰峰组（02f ），石炭系中统本溪组（C 2b ），石炭系上统太原组（C 3t ），二叠系下统山西组（P 1s ），二叠系下统下石盒子组（P 1x ），二叠系上统上石盒子组（P 2s ），第四系中更新统（Q 2），现依次叙述如下：1、奥陶系中统峰峰组（02f ）为含煤地层之基底，埋藏于井田深部；岩性为深灰、青灰色厚层状石灰岩，夹灰黄色、黑灰色泥灰岩，含次生石膏及侵染状黄铁矿，下部裂隙岩溶发育，并为方解石脉充填，局部为角砾状石灰岩，平均厚度约100m 。2、石炭系中统本溪组（C 2b ）平行不整合于下伏奥陶中统峰峰组

10、地层之上，岩性、岩相及厚度变化较大，一般有灰色鲕状铝土岩、铝土质泥岩、灰黑色泥岩组成，偶有灰黑色粉砂岩、夹菱铁矿及硫铁矿等组成，底部局部见“山西式”铁矿。全组厚度212.0m ，平均5.0m 。3、石炭系上统太原组（C 3t ）连续沉积于下伏本溪组之上，为本区主要含煤地层之一。主要由灰黑色、黑色泥岩，灰黑色、灰色中细粒砂岩，粉砂岩夹石灰岩及煤层组成，灰岩中常含燧石结核及少量生物碎屑，灰岩下常有煤层或煤线，为一套海陆交互相含煤沉积建造。沉积厚度较稳定，本组厚度55.35111.65m ，平均86.51m 。根据其岩性组合特征自下而上可分为三段：下段（C 3t 1）自K 1石英砂岩底至 K2石灰岩

11、底，厚 6.615.39m ，平均12.5m 。由K 1石英砂岩、粉砂岩、泥岩、铝土质泥岩和15号煤层组成，局部发育一层石灰岩，不稳定。15号煤层位于该段顶部，本区厚度0.602.49m ，平均厚1.70m ，煤层顶部有0.100.20m 的黑色泥岩伪顶，为全区大部可采煤层之一。中段（C 3t 2）自K 2石灰岩底至K 4石灰岩顶，厚20.2541.4m ，平均31.1m 。本段主要由K 2、K 3、K 4石灰岩与泥岩、粉砂岩、中细粒砂岩及11号、12号、13号煤层组成。K 2 石灰岩厚812.0m 平均10.2m ，为全区最稳定之石灰岩，含生物碎屑、方解石条带及隧石结核，底部见炭质泥岩。K

12、3石灰岩厚08.3m ，平均3.20m ，K 3石灰岩为13号煤层直接顶板，为灰色生物灰岩，含丰富的生物化石碎屑及细脉状小团块状黄铁矿。K 2K 3石灰岩之间厚度一般7.80m ，由细粒砂岩、粉砂岩和泥岩组成。13号煤层层位稳定，为不可采煤层。K 4石灰岩厚 2.153.60m ，平均3.00m ，为11号煤层直接顶板，该石灰岩层位稳定，为黑灰色燧石灰岩，含有较多黄铁矿。K 3K 4石灰岩层之间厚一般为6.9m ，以中细粒砂岩、粉砂岩、泥岩及11号、12号煤层组成。11号、12号煤层为不稳定的不可采煤层。上段（C 3t 3）自K 4石灰岩顶至K 7砂岩底，厚28.554.86m ，平均42.9

13、1m 。由中细粒砂岩、粉砂岩、泥岩、K 5石灰岩及5号、7号、8号、9号煤层组成，常以方解石条带充填。K 4K 5石灰岩之间主要以粉砂岩和7号、8号、9号煤层组成。7号、8号煤层为不稳定的不可采煤层，9号煤层为局部稳定可采的薄煤层，厚0.501.56m ，平均厚1.11m 。K 5灰岩为含团块状燧石灰岩，底部含泥质成分较多，一般厚3.50m 。K 6灰岩常相变为砂质泥岩或褐色燧石层，一般厚4.90m 。K 5石灰岩K 7砂岩之间主要以泥岩、粉砂岩、细粒砂岩及5号煤层组成，顶部厚层状泥岩中含菱铁矿结核，5号煤层为不可采的稳定煤层。4、二叠系下统山西组（P 1s ）K 7砂岩底至K 8砂岩底，连续

14、沉积于太原组之上，为区内主要含煤地层之一。主要由灰色、深灰色中细粒砂岩夹黑色泥岩、粉砂岩及煤层组成，沉积厚度稳定，其中3号煤层位于本组地层底部。本组厚度39.756.62m ，平均48.0m 。3号煤层厚 1.706.02m ，平均厚4.40m ，含煤系数9.17。5、二叠系下统下石盒子组（P 1x ）K 8砂岩底至K 10砂岩底，连续沉积于山西组地层之上，井田内本组地层遭受剥蚀，据邻区资料，本组地层厚度50.098.2m ，平均厚75.1 m 主要由黄绿色中细粒砂岩、粉砂岩、砂质泥岩、铝土质泥岩组成。底部砂岩中斜层理发育，含岩屑成分高，该砂岩在地表铁质晕圈发育，球形风化明显，为良好的标志层。

15、下部泥岩颜色为灰黑色，向上渐变为黄绿色，到顶部为紫红色含锰铁质结核或鲕粒的铝土质泥岩，其层位俗称“桃花泥岩”，稳定而特征明显，为本区上、下石盒子组地层分界的辅助标志，与下伏山西组地层呈整合接触。6、二叠系中统上石盒子组（P 2s ）K 10砂岩底至K 14砂岩底，与下伏下石盒子组整合接触，按岩性特征分为上、中、下三段，在井田内仅出露下段地层。底部K 10砂岩为浅色、灰色厚层状含砾砂岩，其上以浅灰绿色泥岩为主夹细粒砂岩及粉砂岩薄层，该层在区内保留厚度约120m ，分布于井田外山梁。7、第四系中更新统（Q 2）中更新统离石组黄土，厚040m ，平均厚20.0m ，多为耕植土，其上部为黄色粉质粘土、

16、砂土等组成，含钙质结核与砂砾石，与下伏地层呈角度不整合接触。（三）、井田构造井田位于沁水复式向斜（沁水块坳）的东翼南段，晋获褶断带中。受区域构造晋(城 获(鹿 褶断带的控制，井田内总体表现为一单斜构造，局部发育褶曲，地层总体走向NW ，倾向NE ，倾角一般7°10°，在断层附近倾角变陡，约10°20°，主要发育有三条区域大断层，未见陷落柱构造。1、上寺河逆冲断层（F 1）：据凤凰山井田精查勘探报告资料，该断层属白马寺逆冲断层的一部分，穿越井田东部，是晋（城）获（鹿）断裂带的组成部分。位于下寺河村东上寺河村二仙掌村一线。走向NE 12°15

17、76;，倾向NW ，倾角65°70°，落差约200m ，井田内延展长度约500m 。2、正断层（F 2）：据野外地质填图，北部陈沟乡村西，南部位于与南连氏村东与壁落寺之间东头间，走向NE 6°10°，倾向NW ，倾角70°，落差250350m ，井田内延展长度约2800m 。3、逆冲断层（F 3）：位于井田西部边界外100m 左右，走向NE 710°，倾向NW ，倾角约70°，落差约350 m。断层构造特征一览表 综上所述，本次勘查工作经过野外地质填图，井田内地层稳定、走向变化不大，对照DZ/T0215-2002煤、泥炭地质

18、勘查规范，井田构造属简单类型。第三节 水文地质情况井田位于沁水煤田东南边缘，地貌类型属侵蚀低山区，以丘陵为主，井田内地形总体西北高东南低，冲沟发育。井田内为白水河上游冲沟，井田内无水库等大的地表水体，主要水源为大气降水。雨季时节，沟谷有短暂洪流出现，流径不长，向南汇集注入西河，西河向东南注入白水河。井田内地形总体西北高东南低，冲沟发育，井口标高约899m ，工业广场标高约895900m ，工业广场附近沟谷标高约887m ，低于工业广场标高近10m ，据访问当地人员，井口及工业广场周边标高均高于历史最高洪水水位，不存在洪水危险。副斜井井筒施工穿过地层依次为：第四系表土层，上石盒组，下石盒子组，山

19、西组。地层岩性特征如下：（1）第四系：砂质粘土，有少量砂硕石层。（2）上石盒子组：由泥岩、粉砂岩组成。（3）下石盒子组：由灰色灰绿色细、中粒砂岩组成。（4）山西组：由灰色、深灰色细砂岩、粉砂岩、泥岩及3#煤层组成。水文情况：矿井充水方式一般为沿顶板岩石裂隙渗透或滴水，雨季局部可见短时淋水现象，井筒涌水自岩石裂隙流出沿井壁进入井下。井筒涌水量5m 3/h, 在井筒施工实际作业中应密切注意涌水量变化，做好防水排水准备工作。第四节 工程概况一、矿井概况山西晋煤集团泽州天安圣鑫煤业有限公司是由原山西泽州巴公圣鑫煤业有限公司整合而成，根据晋煤重组办发【2009】39号文关于晋城市泽州县煤矿企业兼并重组整

20、合方案（部分）的批复，原山西泽州巴公圣鑫煤业有限公司被山西晋煤集团泽州天安有限公司兼并重组，更名为山西晋煤集团泽州天安圣鑫煤业有限公司，2009年11月18日山西省国土资源厅以证号为C1400002009111220043893号换发了新的采矿许可证，属单独保留矿井，高瓦斯矿井，批准开采3号、9号、15号煤层，生产能力为900kt/a。圣鑫煤业2006年资源整合之后，2007年3月成立了泽州巴公圣鑫煤业有限公司，利用了原南连氏西头煤矿部分井筒设施和工业场地进行了扩建，整合之后被批准生产能力为300kt/a，批准开采3号煤层。2008年6月2日进行了基建开工建设。2009年8月兼并重组后, 矿井

21、一直处于停工状态。二、井筒技术特征山西晋煤集团泽州天安圣鑫煤业有限公司副斜井井口坐标为：X= 3940243.711、Y=19663446.217（80坐标系），Z=899.377。副斜井设计总长640m ，其中表土段57m ，基岩段583m ，半圆拱断面，净宽3800mm ，净高3500mm ，净断面积11.75 m2，倾角23°，水平标高+648m；表土段支护方式为双层钢筋混凝土砌碹，钢筋间排距300×300mm，支护厚度为450mm, 砼强度等级为C30；基岩段支护方式为锚网喷，喷厚150mm ，砼强度等级为C25；锚杆间、排距为800×800mm ，三花布

22、置，锚杆为20mm ×2200mm 无纵纹螺纹钢，托板规格为200×200×10mm ，网片采用规格为1m ×10m 经纬网, 网孔尺寸为150mm ×150mm ，网片各边搭接长度不小于100mm ，锚固剂选用快速K2335型、中速Z2360型树脂锚固剂各一支; 锚固力不小于105KN 。巷道技术特征表 第三章 施工准备一、技术准备1、组织技术与管理人员认真审阅图纸，学习技术规范，组织图纸会审，并在此基础上编制实施性施工组织设计、施工技术措施、项目质量计划、填报项目开工报告，准备好各种技术资料和表格，开工前对技术人员、管理人员及施工人员做好技

23、术交底。2、组织测量人员做好接点复测工作，按业主提供的导线、水准点进行全面复核校验，进行井口基桩的布设。3、试验人员尽早进行试验、检验和各种强度混凝土配合比的试验。 二、施工队伍准备1、为确保本工程施工速度和工程质量，特在本单位内精选素质好、经验丰富、从事过三次以上类似工程施工的施工队伍进场施工。2、根据施工进度情况，按总体施工计划，陆续组织各作业队、各岗位、各工种人员进场，所有人员在上岗前10天到岗，组织学习培训。3、施工单位成立了施工现场项目组织机构，明确了职责分工。 图3-1：施工组织机构图 三、施工现场准备遵循“方便实用、文明施工、节约用地、安全可靠、兼顾环保、CI 达标、尽可能避开永

24、久建筑物”的原则，现场准备基本到位，工队入场即可开工建设。场地：2006年资源整合时已施工80m ，井口工业场地已平整，已具备开工条件，满足施工要求。道路：井口工业场地进场公路已修通。 供水：施工生活用水来自原矿井工业场的水源。 供电：引至原矿井变电所电源供电。 通讯：电话已安装到位，可满足施工要求。 四、施工总平面的布置（1）各临时建筑的相互位置要符合施工工艺要求，动力设施要靠近负荷中心。（2）尽量避免人流、物流的交叉干扰，避免器材、设备的长距离搬运。（3）尽量避免占用永久建筑位置。根据以上原则，施工总平面布置如下：生产性临时建筑围绕井口布置。浴室、锅炉房、职工宿舍食堂按现场实际情况布置，砂

25、、石场地、水泥库搅拌站设在井口附近。（4）各临时建筑的平面布置，依据地形而建，不设统一的室内标高，但室内标高均应比室外标高高200-300。图3-2：副斜井施工总平面布置图 五、加快施工准备工作的技术及组织管理措施准备期准备工作内容繁多，准备工程量大，设备调运及安装项目多；因此，合理安排，精心组织施工准备期的各项工作，并抓住准备工作的主要矛盾线，展开平行交叉作业，是保证井筒按期开工的重要基础。为此，我处拟采取如下技术及组织管理措施。（1）合同签订后，立即组织施工队伍及设备进场，并迅速成立以凿井项目部为主的现场筹备领导小组，保证准备工作的顺利进行。（2）施工队伍进场后，立即施工井架、稳绞车及压风

26、机基础，以保证砼有足够的凝固期，为设备的尽快安装创造条件。（3）在做好施工准备期各项准备工作平行交叉作业的基础上，抓住井筒提升绞车基础、机房、安装、调试这条主要矛盾线，确保各项准备工作总体推进，按期完成。（4）保证足够的强有力的施工力量，投入施工准备工作。（5）尽快按批复的施工组织设计编制实施性施工作业规程，确保各项临时工程的按时完成。六、设备材料准备由本单位机电、试验、材料供应部门组织设备、仪器、周转材料等调运工作。确保部门组织设备、试验、检验设备、测量设备等迅速进场。其余设备和周转材料根据工作进度工程进展情况，按计划陆续进场。组织物资供应人员进行市场调查，按本单位通过的质量、环境、职业健康

27、安全三体系即ISO9001、ISO14001、GB/T28001标准，以及本单位物质采购控制程序，选择合适的供应商，落实货源，安排订货计划，设立堆放场地，搭设库房等。副斜井拟投入主要施工机械设备表见表3-1。图3-1： 施工现场组织机构 图3-2 副斜井井筒施工工广平面布置图 表3-1 拟投入本工程的主要施工机械设备表 第四章 施工方案及方法一、施工方案选择根据副斜井基岩段的工程特征、地质状况、支护形式、施工设备和操作技术等因素，确定施工方案为：采用副斜井快速施工机械化配套施工工艺，即激光指向、综掘机掘进装岩、箕斗提升、翻矸台汽车排矸、潜水泵排水的施工工艺。采用激光指向仪定向、综掘机掘进的施工

28、法，三八交叉作业制，多工序平行交叉作业。附图4-1：斜井机械化施工及斜井断面布置图 二、施工工艺工艺流程如下：掘进、排矸敲帮问顶清除浮矸临时支护打顶部锚杆孔、清孔安装顶部锚杆打两帮锚杆孔、清孔安装帮部锚杆初喷混凝土复喷混凝土。 三、施工方法 (一 机掘截割1、掘进机操作顺序：启动油泵电机、打开喷雾装置，开动第一运输机与铲板部，将截割部处于水平和机器中心位置，启动截割电机，开动履带行走机构，让机器慢速推进，使截割头逐渐插入岩体，插入深度300400mm 。推动截割部回转油缸操作手把，使截割部向左向右横扫，再推动升降油缸，使截割部向上向下截割。利用截割头上下、左右移动截割，可截割出初步断面形状，如

29、此截割断面与实际所需要的形状和尺寸有一定的差别，可进行二次修整，以达到断面尺寸要求。2、掘进机通过其截割头完成对岩体的截割和破碎，截割头首先在断面内挖掘一个窝槽（即截割头插入岩体中先进行扩窝），窝槽深度以半个截割头为宜。窝槽开掘工作完成后，关闭行走电机，让装载臂与刮板机工作，运走割下的岩石。截割头沿断面宽度水平摆动开掘槽，截割头移动到位后，使其升高一个距离，接着驱动截割头水平摆动，多次重复以上动作，直到完成整个断面的工作。3、遇到岩层整体较软时，可采用经济切割法，即先从底部割，然后一层一层向上割。遇到岩层软硬不均时，可先截割较软岩石，再截割较硬岩石；顶板较差时，可从上往下依次截割；顶板较好时，

30、可从下往上依次截割。 (二 质量要求：1、切割后巷道成型达到帮直、顶平、不欠挖，局部超挖不大于100mm, 由于层理、节理发育造成局部超挖，每循环不超过两处，顶及两帮欠挖处由风镐挖够尺寸。2、岩层不应有明显的切割台阶，切割后矸石块度、堆积便于运输。 3、截割速度适中，不宜过快，如遇松软岩层或断层破碎带要适当放慢截割速度。 (三 保证措施：1、一般情况，当截割硬度较小（f 6）的岩石时，采用左右循环向上的截割方法。当截割岩石硬度不同时，先选择较软的岩石进行钻进，然后采用由下而上左右截割的方法；当截割岩石硬度大（8f 10）且为同种岩石时，应将截割部处于水平和机器中心位置进行钻进，可根据岩石硬度和

31、节理发育情况决定钻进深度，但最大一次钻进深度以不超过 220mm 为宜，然后截割头扩窝后再继续进行钻进。切割时截割头最大参与切割长度以不超过700mm 为宜。但不管采用哪种方法要尽可能地按照图-1所示截割。 良好 良好 良好图-12、掘进机司机应根据岩层的变化情况及时调整截割速度，避免发生截割电机过载或压刮板输送机等现象。3、截割头变速时，应首先截断截割电机电源，当转速几乎为0时，方可操作变速手柄进行变速。严禁在高速运转时变速。4、按截割路线示意图进行截割，不得随意截割。5、掘进机完成一个整断面截割工作后，进行二次断面修整时，严格按中腰线刷帮挑顶，先顶后帮，刷帮挑顶紧跟迎头。当岩体较松软时，综

32、掘机截割时必须对帮、顶预留200mm ，采用手镐刷帮挑顶成型。6、刷帮挑顶必须保证拱圆帮直，无明显的凹凸现象。钢筋网紧贴岩壁。如有不实，则必须打锚杆或喷浆充填接实。严禁空帮空顶，否则不准继续施工。(四 装矸、提升、排矸：采用P-60B 型耙岩机装矸，JK-3×2.2型绞车提升3.5m 3箕斗出矸，矸石直接落地，用ZL-50F 型装载机装矸，自卸汽车拉至排矸场地。井上下的轨道采用30kg/m钢轨，600mm 轨距。(五 支护（1）临时支护a 、支护形式：采用带帽点柱作为临时支护。b 、支护材料：临时支护材料选用内注式单体液压支柱为点柱，帽和鞋的材料选用优质木板, 柱帽规格为500

33、15;200×50mm 。c 、支护参数：点柱两排，每排3根，共计6根；间排距1100×800mm ，临时支护距迎头距离不大于300mm 。（点柱的数量和位置可根据迎头现场情况调整）。d 、临时支护平、剖、断面示意图 c、质量要求柱帽应避开锚杆眼位置，点柱应落在实矸上，柱帽必须紧贴顶板，并用木楔打上劲。下部接底要垫木板或枕木，初撑力不低于50KN ；前探梁到迎头端面距离不超过200mm, 吊环与前探梁之间要用木楔楔紧。d 、保证措施、及时进行敲帮问顶。把危矸、活矸及时处理掉，找顶人员必须站在支护完好的地点进行。、打点柱必须及时有效，用长钎找净顶帮危岩活矸后及时架设，尽量减少

34、空顶时间。 、点柱必须打牢固，点柱垂直顶板。、打点柱时停止其它作业，专人观顶。、时刻检查点柱支护情况，发现失效点柱，必须及时打好，发现顶板局部放线，要在该处及时补打点柱。、只有在护顶锚杆打齐并全部安装好后方可拆除点柱。（2）永久支护A 、支护材料：a 、锚杆及锚固剂：锚杆为20mm ×2200mm 无纵纹螺纹钢，托板规格为200mm ×200mm ×10mm ，锚固剂选用快速K2335型、中速Z2360型树脂锚固剂各一支; 锚固力不小于105KN ，预紧力不小于100N.m 。b 、网片采用规格为1m ×10m 经纬网, 网孔尺寸为150mm ×

35、;150mm ，网片各边搭接长度不小于100mm ，相邻两块网之间要用12#铁丝三角连接，双丝双扣，连接点要均匀布置，间距0.4m 。c 、喷射混凝土使用PO42.5普硅水泥，黄砂选用大于0.35mm 中粗砂，石子粒径为5-10mm ，混凝土强度C25；速凝剂型号为J85型。d 、支护材料技术参数 B 、锚杆安装工艺a 、打锚杆眼打眼前，首先按照中、腰线严格检查巷道断面规格，不符合作业规程要求时必须先进行处理；打眼前要先敲帮问顶，仔细检查顶帮围岩情况，找掉活矸、危岩，确认安全后、方可开始工作，打锚杆眼用2.5 m长钎和32锯齿钻头湿式打眼，锚杆眼的位置要准确，眼位误差不得超过100mm ，眼向

36、误差不得大于15度。锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，打眼时应在钎子上做好标志，严格按锚杆长度打眼，深度2.5m ，锚杆眼打好后，应将眼内的岩渣、积水清理干净。打眼时，必须在前探支架的掩护下操作。打眼的顺序，应由外向里先顶后帮的顺序依次进行。b 、安装锚杆安装前，应将眼孔内的积水、岩粉用压风吹扫干净。吹扫时，操作人员应站在孔口一侧，眼孔方向不得有人。（a ）把树脂药卷和锚杆推入规定的孔位。人工用锚杆将树脂药卷推入眼底，注意在上推时严禁旋转，严禁把托盘死死压在顶板上。（b ）开动锚杆机迅速旋转锚杆15-20秒，顺势上推锚杆使锚杆托盘贴近顶板（托盘离顶板的间隙5mm 左右）。（c ）停：完成搅拌后停止

37、60-120秒钟左右让树脂充分凝固。 （d ）上紧螺母：旋转搅拌器上紧螺母。在紧螺母时应给最大扭矩而不要施加上推力以最大限度的上紧螺母。（e ）用扭矩放大器或手动加长扳手，进一步上紧螺母，达到规定的安装预应力。锚杆安装可以总结为：一推（推树脂入孔到规定位置），二转（旋转搅拌树脂），三等（等树脂充分凝固）四紧（紧固螺母）在安装过程中要严格按安装步骤安装。否则会出现“长尾锚杆”或打不开阻尼现象。这会大大影响锚杆支护效果甚至失效。拧紧力矩不小于100N ·M 。支护锚杆每300根必须做一组锚杆抗拔力检测，检测时必须使用专用锚杆拉力器。C 、喷射混凝土a 、准备工作检查锚杆安装和金属网铺设是

38、否符合设计要求，发现问题及时处理。清理喷射现场的矸石杂物，接好风、水管路，输料管路要平直不得有急弯，接头要严密，不得漏风，严禁将非抗静电的塑料管做输料管使用。检查喷浆机是否完好，并送电空载试运转，紧固好磨擦板，不得出现漏风现象。喷射前必须用高压风水冲洗岩面，在巷道拱顶和两帮应安设喷厚标志。喷射人员要佩戴齐全有效的劳保用品。b 、喷射混凝土的工艺要求喷射顺序为：先墙后拱，从墙基开始自下而上进行，喷枪头与受喷面应尽量保持垂直。喷枪头与受喷面的垂直距离以0.81.0m 为宜。人工拌料时采用潮拌料，水泥、沙和石子应清底并翻拌三遍使其混合均匀。喷射时，喷浆机的供风压力在0.4MPa ，水压应比风压高0.

39、1MPa 左右，加水量凭射手的经验加以控制，最合适的水灰比是0.40.5之间。喷射过程中应根据出料量的变化，及时调整给水量，保证水灰比准确，要使喷射的湿混凝土无干斑，无流淌，粘着力强，回弹料少，一次喷射混凝土厚度7080mm ，并要及时复喷，复喷间隔时间不得超过2个小时。否则应用高压水重新冲洗受喷面。c 、喷射工作喷射工作开始前，应首先在喷射地点铺上旧皮带，以便收集回弹料，喷射工作结束后，喷层必须连续洒水养护28天以上，7天以内每班洒水1次，7天以后每天洒水1次，一次喷射完毕，应立即收集回弹物，并应将当班拌料用净。当班喷射工作结束后，必须卸开喷头，清理水环和喷浆机内外部所有灰浆或材料。开机时必

40、须先开风，后开水，再开机，最后上料；停机时，要先停料，后停机，再关水，最后停风。喷射工作开始后，严禁将喷射枪头对准人员，喷射中突然发生堵塞故障时，喷射手应紧握喷头并将喷口朝下。d 、喷射质量喷射前必须清洗岩帮，清理浮矸，喷射均匀，无裂隙，无“穿裙，赤脚”。D 、永久支护平、剖、断面图（五）躲避硐室施工躲避硐室从副斜井井口顺延每间隔40m 布置一个，躲避硐室布置在井筒下山方向的左侧。随副斜井井筒掘进施工，采用钻爆法掘进，人工出矸。表土及风化基岩段的躲避硐室采用混凝土砌碹支护；基岩段的躲避硐室采用锚喷支护。（六）水沟、铺底、人行道台阶井筒基岩段铺底厚度150mm ，水沟在下山方向巷道右侧，水沟净尺

41、 寸：宽×高=200×250mm 。井筒中每隔30-50m ，设一横向水沟，倾向主水沟的坡度不应小于5，横向水沟断面为200×200mm 。台阶设计在井筒左侧，台阶尺寸：长×宽×高=353.4×700×150mm ，台阶混凝土标号为C 25。铺底、水沟、台阶在掘进机后施工。（七）斜井铺轨、铺底施工 （1）施工方法井筒施工完再进行永久铺轨、铺底（含台阶及水沟），由下而上逐段施工。铺底混凝土制作由地面设置的搅拌机集中搅拌，由混凝土输送泵直接浇筑入模，风动振动棒振捣。（2）施工时间控制在掘砌施工完毕后进行施工。第五章 劳动组织及主

42、要经济技术指标第一节 劳动组织根据现行管理体制，本工程实行项目管理制，项目经理部对工程施工组织管理工作全面负责，岗位工种实行“三八”作业制。劳动力安排如下：劳动力安排表 第二节 循环作业每个小班为一个循环，每循环成巷按1.6m 计算，每月进尺约为100m 。为保证正规循环作业的完成，迎头施工作业必须根据劳动组织的人员配备，合理安排工序，工序与工序之间尽量做到交叉平行作业，以充分利用工作时间，提高工时利用效率。基岩段施工循环图表 第三节 技术经济指标 技术经济指标图表第四节 工程排队一、工程进度安排基岩段平均100m/月，预计工期165天；水沟、台阶预计工期20天，预计总工期185日历天。施工进

43、度网络图 二、保证工期和施工进度的措施1、施工准备期均采用24小时工作制，分班作业，机械化施工，分项平行作业。2、根据不同岩石性质及时调整循环进尺。 3、各工序尽可能平行作业，提高工时利用率。 4、采用有效的防、堵、截水措施，立足打干井。 5、使用激光指向定位仪，减少找线失误和打线时间。6、加强机电设备的日常维护和检修，实行包机制和定期强制检修制，确保机电设备正常运转。7、加强岗位技术培训和练兵，提高施工人员操作水平。 8、加强施工管理，组织工程技术人员围绕施工工艺进行攻关，缩短各工序时间，努力挖掘内部潜力，提高施工进度。9、积极推广新技术、新工艺和新设备，加快施工速度，提高施工质量，降低工程

44、成本。10、实行微机化管理，将施工中有关数据、参数输入微机内分析、处理，改进施工方法和施工工艺，加快施工进度。11、组织多种形式劳动竞赛，加大奖励力度；工资分配向一线倾斜，充分体现多劳多得分配原则，激发职工积极性。第六章 施工设备及辅助作业系统第一节 提升系统根据现有提升设备，施工时采用1台JK-3×2.2型提升机，配3.5m 3箕斗提矸、下料，以满足斜井施工需要。 副提升系统的核算提升机最大静张力差核算：F jC =13500 A. 提升机最大提升重量F K ：提箕斗时：箕斗自重 Q1=3000矸石重 Q2=3.5×0.9×1600=5040 0.9-箕斗装满系

45、数 1600矸石容重 kg/m3总 重 8040选用直径36mm 的钢丝绳 Qd =90000kg。 Q 5=4.46kg/m×680m=3032.8kgF K =（Q 1Q 2）（sin f 1cos ）+Q5(sinf 2cos 式中：井筒的倾角、=230。 f 1钢丝绳运行阻力系数f 1=0.01。 f 2钢丝绳运行阻力系数f 2=0.2 将、f 1、 f2代入上式解得：F K =（30005040）（0.390.01×0.92）3032.8（0.390.2×0.92）=8040×0.4823032.8×0.574=38751741=56

46、16kgF jC =13500kgF K =5616kg 符合要求B. 提升钢丝绳安全系数校核： 选用直径36mm 的钢丝绳钢丝破断力总和为Q d =90000kg。 安全系数验算：提箕斗时 m=90000÷5616=16167.5 符合要求C. 电动机功率校核：P=KB ×F K ×V ÷102×c=1.2×5616×3.7÷（102×0.85）=288KW 式中：K B 电机功率储备系数 KB =1.2 c 传动效率c=0.85355 KW288 KW 满足要求第二节 通风系统采用2台FBD 7.1/

47、2×30型对旋式局部通风机，配800阻燃抗静电胶质风筒，压入式通风。 1、风量计算风量计算主要考虑工作面同时工作人数所需风量、放炮排烟所需风量、瓦斯涌出量及巷道允许风速等因素。按工作面同时工作最多人数计算 Q=4*N=4×30=120m3/minN-工作面同时工作最多人数, 取30人； 4-每人每分钟供风量不少于4m 3/min；按放炮排烟计算所需风量(躲避硐为炮掘Q=7.8A(SL21/3/t=7.8×(58×(11.75×150 2 1200=3.67m3/s=220.2 m3/minA-全断面一次起爆最大装药量取58kg ； S-取井筒净

48、断面积，取11.75 m2；L-炮烟稀释到安全浓度以下的安全距离，取150m ； t-放炮后排烟时间，取20min, 即1200s ； 按绝对瓦斯涌出量计算Q=100QCH4×K 掘通=100×0.5×2=100 m3/minQ CH4-掘进工作面的瓦斯平均绝对涌出量（m 3/min），0.5 m3/min（暂按该值计算, 实际施工时根据实际瓦斯涌出量，重新进行核算）；K 掘通-掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，取2.0； 按风速验算 9×S 掘Q 240×S 掘9×16.19=145.71Q 240×16.19=3885.8

49、符合需求 9-煤矿安全规程规定的巷道允许最低风速，岩巷取9 m/min(0.15m/s；S 掘-掘进巷道的断面积；取16.19m 2;240-煤矿安全规程规定的巷道允许最高风速，岩巷取240 m/min（4m/s）；因此Q 取3.67 m3/s 所需局扇供风量1/3÷Q 扇=Q/（1-P 漏）=3.67/(1-0.15=4.32 m3/s =260m3/min Q 扇-所需局扇供风量，m 3/s；Q-掘进工作面所需风量，经上述计算，取3.67m 3/s； P 漏-总漏风系数, 取15%； 2、风压计算H=Q*Q扇*R=3.67×4.32×（12×7）=1

50、331.8pa H-局扇风压，pa ；R-风筒总风阻值，800mm 胶质风筒的百米风阻值为12pa.s 2/m6；最长通风距离取700米。3、局扇选型根据上述风量及风压计算结果（Q=260m3/min,H=1331.8pa）, 查局部通风机特性曲线，选用2台FBD 7.1/2×30矿用隔爆型压入式对旋轴流局部通风机，配用800mm 阻燃抗静电胶质风筒供风。 副斜井避灾路线及通风系统图迎头第三节 排水系统井筒最大排水高度约为250米, 井筒施工时，根据井筒的涌水情况分段设截水沟和临时水仓，安装排水泵，将井筒涌水采用多级排水方式排至地面。当工作面出现涌水时，可在掘进机后设一临时水箱（容积

51、约1m 3），配两台BQW12.5-140-11水泵配合接力排水。当涌水量大于5m 3/h必须进行工作面预注浆。选用一趟60×4无缝钢管做排水管路。管路采用井壁吊挂形式固定。 第四节 压风系统1、压风机的选型风动设备用风统计表 根据斜井施工工艺得出，用风量最大约20m 3/min，现选用型号为LG-22/8螺杆式空气压缩机3台，总供风量66 m 3/min，满足施工需要。2、压风管路的选择根据最大用风量并考虑到其它因素，选用DN75×6mm 无缝钢管作为压风管，采用井壁吊挂形式固定。第五节 防尘系统防尘水源来自地面静压水池，用57钢管和一寸胶管接至迎头。每40米设三通一个。

52、在迎头外810m 内安设掘进喷雾，距迎头50米设第二道全断面水幕，在迎头的回风流50米范围内设一道全断面水幕。采用湿式割岩、湿式钻眼、装岩洒水、冲刷岩帮，净化风流等综合防尘措施。防尘系统示意图小于50m 50m 第六节 通讯、信号、照明及电视监控系统1、通讯、信号由矿方提供内部通讯分机一部，在井上下各安装一部电话形成通讯网络，以满足生产调度的需要。凿井期间，采用一套DX-1型通讯、信号声光装置，作为主提升通讯及提升信号装置。井口与绞车房设直通电话直接联系。2、照明采用1台BZX-2.5矿用照明、信号综合保护装置供电，井口及井筒内均采用Da250/127-TA隔爆投光灯照明。3、电视监控系统在掘进机后约5m 的井筒一侧、卸矸架和绞车房各安设一组电视监控装置，以便监控工作面、箕斗翻矸和绞车房情况。4、测量井筒采用一台YHJ-800型激光指向仪指向，布置在拱顶保证快速施工，激光前3050米用经纬仪放一组中线对激光充分校核。井中布置三至四个稳定的IV 等点（兼作水准点）作为基点。井下采DCH2+J2-2测距仪、经纬仪布置7秒导线作为基本控制，井下控制网采用三角高程度（同7秒导线）敷设。第七节 供电系统矿方提供的电源电压等级为10KV ，双回路供电，施工用电设备详见供电系统图。第七章 质量保证体系及文明施工措施第一节 质量