某煤业有限公司矿井重组整合施工组织设计

某煤业有限公司矿井重组整合施工组织设计第一章概述一、交通位置山西教场坪集团玉岭煤业有限公司位于右玉县东南元堡子乡红寺洼村南，行政区划属右玉县元堡子乡所辖。地理位置为：东经112°37′30″-112°38′56″；北纬39°44′01″-39°49′50″。井田东南距北同蒲铁路（岱岳站)约43公里，西北距右玉县城（油坊)约32公里，山（阴)－和（内蒙和林)公路距矿区2.5公里，公路、铁路均可运输，交通较为方便。二、地形地貌井田位于大同盆地西缘，洪涛山以北，属山前丘陵区，地势平缓，井田内总体表现为南高北低，最高点位于井田东部土梁，海拔为1527.80m，最低点位于西北部的大沙沟河漫滩上，海拔为1427.0m，相对高差100。80m。三、河流水系井田属海河流域永定河水系，桑干河支系。区内无常年性河流，只在井田中部分布一条较大沟谷－大沙沟，平时一般干涸无水，仅雨季时有短暂洪水排泄，向西北汇入元子河。元子河雨季最大流量达980m3/h，河床宽度为300～500m，于井田西北侧由北向南流过，为井田附近主要河流。四、气象及地震情况本区属暖温带大陆性气候，春季干旱多风沙，冬季长而寒冷，夏季甚短，降水多集中在夏末秋初，全年气温变化剧烈。年均气温4.5℃，最高气温和昼夜温差显著。极端最高温度33.4℃，极端最低温度－34.1℃，平均日温差为15℃左右。降水量主要集中于7－9月，年均降水量为450m。年蒸发量为1556.7－1926.7mm，其中4－8月蒸发量大。蒸发量是降水量的3－4倍。每年结冰期从10月上旬至翌年4月下旬，最大冻土深度163cm，一般为138cm。西北风几乎贯穿全年，5月份风力最大，风速在14.0－22.0m/s。1.井田地层本井田属于大同煤炭国家规划区，全井田均被黄土掩盖。根据以往地质勘查资料结合井筒所揭露的实际地层情况，井田内赋存地层由老到新为：奥陶系、石炭系、二叠系和第四系。现分述如下：（1）奥陶系中统上马家沟组（O2s）为煤系地层之基底。岩性主要为灰－灰黄色、深灰色厚层状石灰岩，隐晶、微晶结构、致密坚硬，溶洞发育被方解石脉充填，上部夹泥灰岩、白云质灰岩，灰岩中含丰富的海相动物化石。（2）石炭系（C）1）中统本溪组（C2b）底部为浅灰色铝土岩及赤红色铁质岩，局部为深灰色、灰黑色泥岩，致密块状。其上为灰黑色粗粒砂岩及泥岩，粗粒砂岩成份为石英、长石，含有片状白云母，分选、磨圆中等，较坚硬。中部夹有1-2层灰色、深灰色石灰岩，致密块状，性脆，可见方解石脉。上部为中粒砂岩。中粒砂岩多为灰色，成份为石英、长石。硅质胶结，分选，磨圆中等，泥岩多为灰黑色，致密块状。顶部含一层不稳定薄煤层(14号)本组厚度18.63-50.57米，平均29.05米，本组地层与下伏地层呈平行不整合接触。2）上统太原组（C3t）主要由灰白色砂岩，深灰色泥岩、砂质泥岩及煤层组成。为本区主要含煤地层。共含7层，即4、5、8、9、10、11、12号。主要可采煤层有2层，即9、11号。底部为一层厚约2.86米的灰色粗粒砂岩(K2)与下伏地层分界，砂岩成份为石英、长石，硅质胶结，分选较差，磨圆中等，植物化石有脉羊齿、猫眼鳞木等。本组厚度61.82-118.56米，平均109.43米。本组地层与下伏地层呈整合接触。（3）二叠系（P）下统山西组（P1s）主要由灰白色粗粒砂岩、细粒砂岩、浅灰-深灰色砂质泥岩、泥岩及煤层组成。本层共含煤3层，即1、2、3号煤层，底部为一层厚约6.0米的灰白色粗粒砂岩(K3)与下伏地层分界。植物化石有带羊齿楔叶等。最大残留厚度44.60米，本组地层与下伏地层呈整合接触。（4)第四系（Q)1）中上更新统（Q2＋3)由土黄色亚砂土、亚粘土组成，广泛覆盖全区。富有垂直节理，本组厚度2.80-23.85m，平均10m，与下伏地层为角度不整合接触。2）全新统（Q4)为现代冲洪积层，岩性主要为砂、砾石、卵石及亚砂土，厚10-20米，平均厚10米。2、含煤地层1)太原组(C3t)主要由灰、灰白色砂岩、灰黑色粉砂岩、砂质泥岩、高岭质泥岩和煤层组成。该组为本区主要含煤地层，含4、5、8、9、10、11、12号煤层，由于煤层埋藏浅，4、5、8号煤层井田内全部风化，10、12号煤层为不稳定不可采煤层，9、11号煤层为主要可采煤层，赋存稳定。本组最底部发育一层灰白色或灰黄色中、粗砂岩，定为标志层K2，厚度0-6.15m，平均4.30m，作为与下伏本溪组的分界标志。该组含有丰富的植物化石，沉积韵律较为清楚，属山前平原的曲状河到泥炭沼泽的沉积类型，为过渡相含煤建造。本组厚61.82－118.56m，平均109.43m，与下伏地层整合接触。2)山西组(P1s)由一套灰、深灰、灰白色碎屑岩、粉砂岩、砂质泥岩和煤层组成。本组含煤2层，其中：山西组中部的2号煤层分布有零星可采点，3号煤层以不稳定煤线赋存。最底部发育一层灰白色碎屑岩(K3)，赋存稳定，作为与太原组的分界标志。本组属古陆边缘的山前冲积平原型，以内陆河床相、河漫滩相为主，为陆相含煤建造。最大残留厚度44.60米，与下伏地层整合接触。太原组地层与山西组相比，具有颜色深，粒度细，泥岩发育等特点。在其形成过程中具有良好的聚煤环境，聚煤作用相当发育，属海陆交互相沉积。这一时期，地壳上升处于海退阶段，中间过程作小的海侵、海退振荡。本区地层厚度、岩性、岩相、物性、沉积特征等沿其走向和倾向都无明显的变化规律。3、构造三、煤层及煤质㈠煤层1、含煤性井田内主要含煤地层为石炭系上统太原组，地层厚度为61.82－118.56m，平均109.43m，共含煤7层，为4、5、8、9、10、11、12号煤层，煤层总厚度平均为20.87m，含煤系数为13.7%，其中9、11号煤层为稳定可采煤层，可采煤层总厚为17.08m，可采系数为11.2%。2、可采煤层本井田内可采煤层共2层，分别为9及11号煤层，现将井田内可采煤层自上而下分述如下：9号煤层位于太原组中部，煤厚6.76～17.38m，平均12.50m，含2-7层夹矸，结构较简单～复杂，全区稳定可采。在井田中部有南北走向的煌班岩岩墙井田内部分地段煤层已风化。根据矿方反映，煤层风化无规律性。11号煤层位于位于太原组中部，9号煤层下7.61～19.93m，平均15.20m，煤层厚5.65～7.57m，平均5.77m，含2-3层夹矸，结构较简单，属稳定可采煤层。在井田中部有南北走向的煌班岩岩墙。可采煤层特征见表2-1-1。表2-1-1可采煤层特征表煤层号煤层厚度（m)最小-最大平均煤层间距（m)最小-最大平均结构（夹矸数)稳定性可采性顶板岩性底板岩性96.76-17.3812.507.61-19.7315.20较简单-复杂（2-7）稳定全区可采中粗砂岩砂质泥岩115.65-7.575.77稳定全区可采砂质泥岩砂质泥岩㈡煤质1．物理性质及煤岩特征本井田各煤层以弱玻璃光泽为主，断口差参状，块状构造，韧性较大，镜煤内生裂隙发育并充填方解石，可见黄铁矿结核。宏观煤岩类型以半暗煤为主，半亮型煤为辅。9、11号煤层容重为1.48t/m3。2．煤的化学性质和工艺性能现将井田内钻孔煤质化验结果9、11号煤层主要化学指标分述如下：粘结指数（GR·I）57～63，平均60，3、煤的风化和氧化4、煤类和工业用途评价四、井田水文地质1、地表水井田位于神头泉域补给－径流区，地貌属黄土丘陵区山间洼地，东部和西北部为黄土丘陵，中间呈带状山间洼地，地势较为平坦。井田内无常年性河流，各大小沟谷，平时干枯无水，仅雨季有洪峰通过，其中较大沟谷为大沙沟，雨季洪水汇集于沟中，由东南向西北流出井田，然后向西北流入元子河，井田属海河流域永定河水系桑干河支系元子河支流，工业广场周边地表无不良工程地质现象，且不受洪水危害。2、含水层(1)奥陶系岩溶裂隙含水层奥陶系主要为岩溶裂隙含水层，根据大同煤田左云南勘探区（南区)详查地质报告资料，多数钻孔在钻进至石灰岩时漏水，富水性较强，据井田东南侧3km处609号水文孔抽水试验结果，单位涌水量为0.21－0.28L/s.m，渗透系数1.08－1.278m/d，水位标高1201.10m，裂隙发育，且多被方解石充填，本含水层富水性及导水性均较好，水量较大，水质类型为HCO3－·SO42—Ca2＋·Mg2＋型水。根据609号水文孔资料推测，本井田奥灰岩溶水水位标高在1204m左右。(2)太原组砂岩裂隙含水层太原组是本区主要含煤地层，9号煤层上部砂岩及K2砂岩是本组主要含水层段，含水层厚10－20m，9号煤层上部砂岩呈半风化状，岩石较为破碎，裂隙发育。本矿在开采9号煤层时，砂岩裂隙水经过冒落带或断层直接进入矿井，太原组地下水位已大幅度下降，在影响半径范围，地下水位已降至9号煤层中。据井田西北4200米处东洼北煤矿3号水文孔抽水试验，静止水位深149.52m，单位涌水量0.0285－0.04L/s.m，渗透系数0.0856－0.1001m/d，富水性弱。水质类型：HCO3－Ca·Mg型水，矿化度340mg/L，总硬度238.42mg/L，PH值7.07。(3)山西组砂岩裂隙含水层山西组地层埋藏浅，近地表岩石均已风化，属风化裂隙水，该含水层与上部冲积层水局部沟通，富水性较好。有时第四系上更新统砂层与山西组地层直接接触，水力联系密切。在矿坑排水疏干范围内，山西组含水层基本已无水。东洼北煤矿3号孔山西组抽水试验时，静止水位埋深85.20m，基本已到孔底，成干孔状态。(4)第四系孔隙含水层第四系孔隙含水层在本区分布范围较广，含水层为第四系上更新统砂、砂砾石层，厚4.85－10.00m，颗粒粗，以粗砂、砾砂为主，局部富水性较好。据井田西北4000米处东洼北煤矿在区内打的两口浅层水井，出水量300－400m3/d，富水性中等。水质类型为HCO3－Ca。Mg型，矿化度215mg/L，总硬度185.87mg/L，PH值8.30。3．隔水层井田隔水层有石炭系中统本溪组地层和上更新统粘土层。本溪组岩性主要为灰色砂质泥岩、泥岩，灰白色铝质泥岩组成，加少量中－细砂岩，局部为灰岩，厚18.00－26.64m，平均22.10m。本组地层普遍发育，连续性强，是煤系下伏良好的隔水层。上更新统粘土在本区分布比较广，厚度一般在4－10m，是煤系地层上覆良好的隔水层。4．地下水补给、排泄条件本区地下水补给来源主要为大气降水入渗补给。区内第四系松散层分布范围广，可以直接接受大气降水入渗补给，补给条件好，山西组、太原组含水层其上覆一般都有上更新统粘土覆盖，具有隔水作用，但在局部地段，粘土已被冲蚀，并形成天窗，第四系砂砾石层孔隙水通过天窗向山西组补给，煤系砂岩裂隙水与第四系孔隙水有一定的水力联系；奥陶系石灰岩溶水则接受区外侧向补给，由于岩溶裂隙、孔洞比较发育，其补给条件相对较好。井田内地下水排泄以垂向排泄为主。煤系砂岩裂隙水通过矿井排出地面形成了以矿井为中心的排泄疏干网；第四系孔隙水一部分以蒸发形成垂向排泄，一部分补给了煤系地层，少部分通过水井人工排泄；奥陶系岩溶水则通过岩溶裂隙向西南方向流向神头泉。5．矿井充水因素分析(1)大气降水和地表水井田地表水体不发育，仅雨季时沟谷中有大气降水形成的短暂洪流。区内地势平坦，大气降水入渗条件比较好，但由于煤系地层中有泥岩相隔，因此大气降水仅是矿井充水间接因素。特别是井田西部的大沙沟沟谷较深，虽平时无水，但雨季汇集洪水后水量较大。(2)第四系孔隙水第四系孔隙水可以接受大气降水直接补给，补给条件比较好，局部富水性较强，煤层开采形成冒落带、导水裂隙带之后，上更新统孔隙水可通过“三带”直接进入矿井，其充水方式以淋水、涌水为主，局部可能形成顶板突水。(3)采空区积水据调查：井田东部毗邻的高山井田开采9号煤层，在本井田东部距离350米处形成采空区，并有约8100m3的积水，位于煤层仰起端，其采空区积水对本矿煤层开采存在潜在危险，当本矿采掘巷道与相邻煤矿采空区积水沟通时，将会产生严重的透水事故。南部右玉教场坪煤业有限公司，与本井田相邻处为风氧化带，采空区距本井田较远，采空积水不会与本井田沟通。而北部南阳坡煤矿，西北部山西玉龙煤业有限公司均位于煤层下倾端，采空区积水不会渗入本井田造成危害。另据调查，本矿较老采空区局部也存有一定积水，原喜鹊沟煤业有限公司开采9号煤层采空区有积水1处，积水量约21000m3，原喜鹊沟煤业开采11号煤层形成2处采空区积水，积水量约12100m3。原玉岭山煤业有限公司开采11号煤层在井田中北部形成处积水，积水量约33500m3。随着时间的推移，重组后的关闭系统因不排水，积水量会增大，积水面积也会相应扩大，矿方应引起足够重视。煤层厚度(m)积水系数9原喜鹊沟煤矿西北部1120012.500.15221000合计2100011原玉岭山煤业中北部Ⅰ183614.720.15213000原玉岭山煤业中北部Ⅱ200560.15214200原玉岭山煤矿业Ⅲ88234.760.1526300原喜鹊沟东部Ⅳ89305.600.1527500原喜鹊沟西南部Ⅴ54760.1524600合计60363=SUM(ABOVE)456003)奥灰岩溶水井田内奥灰水位标高为1204ｍ左右，远低于11号煤层最低底板标高（1320ｍ），故认为不存在奥灰带压开采。4)现根据导水裂隙带公式计算9、15号煤层开采所产生的导水裂隙带高度:Hf=100M/(5.1n+5.2)+5.1式中:Hf—导水裂隙带（m）M—累计采厚（m）n—煤分层层数9号煤层平均厚度7.94m，计算后导水裂隙带为82.19m。井田内9号煤层上距地表约81m，导水裂隙带高度大于9号煤层距地表间距，故地表水可通过9号煤层导水裂隙带导入9号煤层采空区，对开采9号煤层产生影响。在今后开采9号煤层时一定要注意煤层顶板裂隙渗水情况的变化。6.矿井涌水量该矿现开采9号煤层，重整合组前实际生产能力0.30Mt/a时，正常涌水量为80m3/d，雨季最大涌水量为110m3/d。根据富水系数比拟法预算当矿井生产能力达到0.9Mt/a时开采9号煤层的矿井涌水量：计算公式为：Q=P/P0×Q0式中：P0—为现矿井生产能力，万t；Q0—为现矿井涌水量，m3/d；P—为扩大后的生产能力，万t；Q—为扩大后的涌水量，m3/d。若矿井生产能力达到0.9Mt/a，则开采9号煤层时矿井正常涌水量预计为240m3/d，最大为330m3/d。设计考虑黄泥灌浆析出水量25m3/h，因此，矿井正常涌水量35m3/h，最大涌水量40m3/h。7.水文地质类型五、其它开采技术条件1．煤层顶底板岩石工程地质特征（1）9号煤层直接顶板：为灰色中砂岩，厚度2.10-2.40m，平均2.18m，块状、较坚硬，不易垮落。为稳定顶板。老顶：为灰白色粗粒砂岩，厚度4.50-24.18m，平均14.75m，成分以石英、长石为主，含黑色矿物，钙质胶结，坚硬，难垮落。为Ⅲ级老顶。直接底板：为深灰色砂质泥岩和泥岩，厚度0.80-2.45m，平均2.10m，细腻，具滑感，较坚硬，局部为细砂岩。（2）11号煤层直接顶板：岩性以砂质泥岩为主，多为薄层状结构，断口平坦状、参差状，含植物化石碎片，质软、性脆，厚度1.23-9.20m，平均4.25m。为中等稳定顶板。老顶：分布于井田的北部、西部和东南部，岩性以中粗砂岩为主，局部为细砂岩，厚层状，钙质、泥质胶结，半坚硬，厚度2.85-11.20m，平均6.00m。属于Ⅲ级老顶。直接底板：岩性以细砂岩为主，厚度1.24-8.60m，平均4.80m左右，薄层状，有时为中细砂岩、钙质胶结，坚硬。根据相邻的东洼北煤矿（距本井田1800米）曾采取9、11号煤层顶底板样进行了力学性质试验，试验结果见表2-1-2，可供参考。表2－1－2煤层顶底板岩石物理力学成果表孔号煤层号顶底板类型岩性真密度(kg/m3)视密度(kg/m3)含水率（%）孔隙率（%）抗压强度（MPa）抗拉强度（MPa）抗剪强度（MPa）内摩擦角（°）凝聚力（MPa）软化系数39顶板砂质泥岩260924971.134.297.900.464.0311顶板粉砂岩263025500.943.0417.101.554.8033°48′6.160.712.瓦斯根据山西省煤炭工业局晋煤安发〔2009〕89号文“关于朔州市2008年度30万吨/年及以上煤矿矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复”，原山西右玉玉岭山煤业有限公司2008年度矿井月产4500t时绝对CH4涌出量为0.32m3/min，绝对CO2涌出量0.45m3/min，为低瓦斯矿井；根据朔州市煤炭工业局朔煤发〔2008〕303号文“关于全市30万吨/年以下地方煤矿41对矿井2008年瓦斯行等级鉴定结果的批复”，原山西右玉喜鹊沟煤业有限公司2008年度矿井月产7500t时绝对CH4涌出量1.4m3/min，相对CH4涌出量6.72m3/t，绝对CO2涌出量2.99m3/min，相对CO2涌出量14.35m3/t，为低瓦斯矿井。山西教场坪集团玉岭煤业有限公司矿井达到0.9Mt/a时，绝对CH4涌出量为12.73m3/min，绝对CO2涌出量27.18m3/min，为低瓦斯矿井。3．煤尘根据山西省煤矿设备安全技术检测中心2010年1月28日对山西教坪集团玉岭煤业有限公司9号煤层的检验报告，9号煤层火焰长度50mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉用量50%，9号煤层煤尘具有爆炸危险性。11号煤层的检验报告，11号煤层火焰长度15mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉用量40%，11号煤层煤尘具有爆炸危险性。4．煤的自燃5．地温、地压井田煤层开采至今，未发现有地温地压异常现象，属地温、地压正常区。六、对井田地质勘探程度的评价1.对勘探类型和勘探基本网度的评价按照国土资源部颁发的《煤、泥炭地质勘查规范》(DZ/T0215-2002)规定，山西教场坪集团玉岭煤业有限公司矿井达到了勘探程度。2.地质构造对开采影响的分析3。资源对比的可靠性和稳定性分析及对开采的影响本井田的主要可采煤层，依据岩性组合，标志层、层间距、煤层结构、煤质特征，测井曲线形态及沉积特征进行综合分析对比，可以确切的说主要可采煤层的对比是可靠的，对比的依据是充足的，对开采影响不大。4。能利用资源/储量的复核、验算，高级资源/储量的范围、储量是否满足设计要求井田构造复杂程度属简单类，9、11号煤层属稳定煤层。根据《固体矿产资源/储量分类》(GB/T17766-1999)和《煤、泥炭地质勘查规范》(DZ/T0215－2002)有关规定，9、11号煤层以1000m作为探明储量基本线距，并外推实际工程点距的1／2圈定为探明的经济基础储量(111b)，以2000m作为控制的储量基本线距，并外推实际工程点距的1／2圈定为控制的经济基础储量(122b)，其余块段及风氧化区边界外推50m估算为推断的内蕴经济资源量(333)，能够满足要求。5.水文地质、瓦斯等级、煤质分析等资料的精确程度及对开采的影响山西教场坪玉岭煤业有限公司矿井达到0.9Mt/a时，绝对CH4涌出量为12.73m3/min，绝对CO2涌出量27.18m3/min，为低瓦斯矿井。9号煤层火焰长度50mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉用量50%，9号煤层煤尘具有爆炸危险性。9号煤层吸氧量为0.56cm3/g，自燃倾向性为Ⅱ类，属自燃煤层。由此可以看出，上述情况除了煤层自然发火，其它对开采基本影响不大。6.对地质资料的评价查明了井田9号煤层矿井瓦斯绝对涌出量0.31～1.80m3/min，相对涌出量4.96～8.64m3/t，属低瓦斯矿井。9号和11号煤层煤尘均有爆炸危险，自燃倾向性均为自燃。4.查明了井田9、11号煤层直接充水含水层为太原组砂岩裂隙水层，含水性较弱，但存在有大面积的采空区。故9号煤层水文地质类型为中等，故11号煤层水文地质类型为复杂。5.查明了井田内及周边矿井采空区积水情况，目前来说井田及周边煤矿没有火区分布。6.经本次估算，共获得井田9、11号煤层保有储量7458中：探明的经济基础储量(111b)4586万t；控制的经济基础储量(122b)2530万t；推断的内蕴经济资源量(333)342万t。探明储量占总资源/储量的61.5%。7.存在问题及建议1)9、11号煤煤尘均具有爆炸性，自燃倾向均为自然，生产中应重视防尘防活工作。2)采空区积水是一大隐患，矿井建设必须坚持“预测预报、有掘必探（钻探）、先探后掘、先治后采”原则，加强探放水管理工作。3)煤层开采可以导通煤系含水层及地表水体，生产建设中应有防治措施，预防水害发生。一、井田范围及资源/储量根据2009年11月6日山西省国土资源厅颁发的《采矿许可证》(证号C1400002009111220042839)，批准山西教场坪集团玉岭煤业有限公司开采9、11号煤层，井田面积为6.5609km2，生产规模0.90Mt/a，井田范围由下列1～12个拐点坐标连线圈定。见井田境界拐点坐标表3-2-1。表3-2-1井田境界拐点坐标表(6°带)拐点编号1980西安坐标系1954北京坐标系备注纬距(X)经距(Y)纬距(X)经距(Y)1.30.662.30.683.30.684.30.685.30.696.30.697.30.698.29.699.29.6910.28.6811.28.6812.28.66开采深度：1400m-1310m井田东西长约3.66km，南北长约2.65km，井田面积6.5609km2。山西教场坪集团玉岭煤业有限公司西北为山西右玉玉龙煤业有限公司，东部为右玉县高山煤矿，北部和东部为南阳坡煤矿，南部为山西右玉教场坪煤业有限公司。井田内批采煤层9、11号煤保有资源/储量74.58Mt。其中探明的经济基础储量（111b）45.86Mt，（111b）占总资源/储量61.5%，控制的经济基础储量（122b）25.3Mt，(111b+122b)占总资源/储量95.4%，推断的内蕴经济资源量（333）3.42Mt。矿井保有能利用资源/储量汇总表见表3-2-2。煤层煤类资源/储量111b122b333蹬空区现保有9QM26.594.232.460=SUM(LEFT)33.2879.992.611QM19.2721.070.96041.3046.797.7合计QM=SUM(ABOVE)45.86=SUM(ABOVE)25.303.42=SUM(ABOVE)74.5861.595.4二、开拓方案据山西教场坪集团玉岭煤业有限公司资源整合初步设计，矿井采用斜井开拓。在现有的工业场地内，利用原喜鹊沟煤业的主斜井作为资源重组整合后矿井的主提升井，主斜井净宽3.2m，净断面5.90m2，倾角18°，斜长438m至11号煤层底板岩石中，掘垂深20m、直径6.0m井底煤仓。装备带式输送机，担负全矿井的煤炭提升任务，敷设人行台阶、扶手，为矿井的进风井和安全出口。在喜鹊沟煤业场地新掘副斜井作为资源重组整合后矿井的辅助提升井，副斜井净宽5.6m，净断面21.30m2，倾角6°，斜长979m至11号煤层底板下10m处，采用无轨胶轮车运输，担负矿井的辅助提升、下放大件设备和人员上下任务，为矿井的进风井及安全出口。刷大原玉岭山煤业副斜井作为资源重组整合后矿井的东回风斜井，净宽4.5m，半圆拱断面，净断面16.05m2，倾角18°，斜长310m至9号煤层，敷设人行台阶、扶手，为矿井的回风井及安全出口。刷大原喜鹊沟煤业有限公司副井作为资源重组整合后矿井的后期回风斜井，净宽4.5m，半圆拱断面，净断面16.05m2，倾角25°，斜长230m，敷设人行台阶、扶手，为矿井的后期回风井及安全出口。根据煤层赋存特征，设一个水平开拓全井田9、11号煤层。主井井筒落底后布置一条上仓运输巷与原西运输巷、原南运输巷连接，副斜井落底后向东布置一条集中辅运输巷分别与9号煤辅运大巷、南辅运巷连接，东回风井直接与东回风巷连接。利用9号煤层沿南北方向布置的运输、辅运、回风三条大巷，开采9号煤一采区；利用现有南回风、运输巷及新掘南辅运巷，开采二采区；沿东部井田边界布置三条大巷，北运输巷、北辅运巷、北回风巷，开采三采区。平行公路煤柱布置首采工作面运输、回风顺槽。运输、回风顺槽分别与相对应的大巷直接沟通。运输、辅运、回风大巷均沿9号煤层布置。巷道间距30m，巷道保护煤柱每侧30m。全井田9号煤共划分三个采区。某煤业有限公司矿井重组整合施工组织设计第二章矿井建设施工准备工作一、交通运输山西教场坪集团玉岭煤业有限公司位于右玉县东南元堡子乡红寺洼村南，行政区划属右玉县元堡子乡所辖。井田东南距北同蒲铁路（岱岳站)约43公里，西北距右玉县城（油坊)约32公里，山（阴)－和（内蒙和林)公路距矿区2.5公里，公路、铁路均可运输，交通较为方便。二、供电结合本矿负荷及周围电源情况，并与右玉电力公司协商，确定本矿主、副井工业场地各建10kV变电所1座，一回路电源引自增子坊110kV变电站10kV母线段，一回路电源引自下石井110kV变电站10kV母线段，供电电源可靠。三、通讯鉴于现代通信技术迅猛发展的趋势和节省初期投资，采用设置80门电话虚拟网点，与右玉县电信局之间建立虚拟网，信道采用光缆传输。现有1套HJD-80门控调度交换机来构成矿井生产调度通信系统。该调度通信系统以“用户小交换机”形式与行政管理通信系统进行联网，设3对中继线。在主井井口房、副井井口房、井底车场、运输调度室、水泵房、采区泵房变电所、带式输送机集中控制硐室等主要机电设备硐室和采掘工作面，安装电话。井下主要水泵房、井下主变电所、矿井地面变电所和地面通风机房、空压机房的电话，能与矿调度室直接联系。通信线路的敷设方式：井下通信电缆沿主、副井井筒各敷设1条双钢丝铠装矿用通信电缆，两条电缆互为备用，并在井下作交接。井下电缆均采用阻燃型矿用通信电缆，电话机采用本安型。工业场地内建设通信管道网，场区内的电话用户配线网、本地计算机管理网等弱电线缆一律沿通信管道敷设。局部分支线路采用直埋或沿墙明敷设方式。四、供水新打一深水井，通过深井泵提升至地面高位水池，作为本矿井地面生产、生活供水可靠的供水水源。五、工业场地的平整及排水(一)满足矿区经济规划、城镇规划和总体设计的要求。满足生产工艺和对内对外运输的要求，力求使人货分流，路径短捷，作业方便，减少相互交叉和折返运输。充分利用地形，注意工程地质条件，因地制宜地进行平面和竖向设计。考虑气象、朝向、自然通风、排雨水等的要求，有利环境保护，满足卫生要求。节约用地，少压资源，合理紧凑地进行总平面布置。考虑防火、防爆、防震等要求，确保安全生产。(二)由于本矿的工业场地为已有场地，原有地面建筑也可以满足要求，故填、挖方量很少。(三)地面排水采用地表自然坡度排水与排水明沟相结合的方式。场地排水坡度及水沟纵坡不小于5‰，地面雨水通过自流或排水明沟引入涵洞或大沟中，而后排出场外。六、工人及施工材料的来源(一)工人施工队伍主要来源于中航长城龙鑫工程建设有限公司。(二)材料来源施工材料主要有钢材、水泥、砂石、木材等，钢材可以在大同、朔州市购买，其它材料可以就近购买，就地取材。施工设备和机械施工单位自备。七、污水及碎石的处理(一)污水处理工业广场和生活分别设置单独的排水系统，两系统的污水合并后经沉淀池沉淀后排放。(二)碎石处理建井期间的碎石处理场选择在煤矿的矸石沟中。配备载重量10t的自卸车三辆，专用于矿井排矸。八、施工工人住宅施工工人住宅应尽量利用永久居民住宅和单身宿舍，矿建初期，由于永久住宅未能满足使用，需在风井附近设置砖混结构的简易工棚，供矿建初期施工人员使用。一、技术准备(一)各专业技术人员在开工前熟悉设计图纸，学习有关技术文件及设备说明书。(二)健全施工给织机构，明确工作内容，明确人员职责与分工；对施工人员进行安全培训。二、工程准备(一)完成副斜井实测、定位工作，设置永久性的经纬坐标桩，核定井筒十字中心基桩。(二)生活服务设施：修建为施工服务的食堂、宿舍、浴室、工业办公室等生活服务设施。有条件的合理利用永久设施。(三)生产服务设施：修建为施工服务的机修车间、坑木加工房、设备及材料仓库、炸药库房、混凝土搅拌站、油脂库等生产服务设施，根据需要尽量利用永久设施，必要时设置临时建筑。(四)生产辅助设施：完成井筒施工需要的压风、通风、提升、运输、排矸等生产辅助系统，为井筒施工做好准备。(五)材料及设备：钢材、木材、水泥、砂石等建筑材料的采购及质量检验；混凝土预制构件等半成品的采购、加工及质量检验；主要施工用设备的检验。(六)完成副斜井明槽掘砌，安装为施工服务的井口设施。为解决副斜井井口覆盖层厚、土质松软、顶板不易维护的困难，井口采用明槽开挖(见明槽开挖示意图)。根据测量确定的斜井中心线与起坡点，用机械和人工直接开挖井口顶部至斜井底板土方，为使明槽边坡稳定，使明槽形成一簸箕形，待井筒下掘5-10m再自下向上一次砌至井口，明槽部分砌碹的外部应抹防水层夯填三合土，然后再行回填。施工前在井口四周挖排水沟，将水引至场外。土方和材料应堆置在边坡上缘1.0m以外，弃土堆置高度不应超过1.5m。当明槽内涌水超过3m3/h，设水泵排水，一般以采用潜水泵为宜。一、施工机械配置原则(一)以副斜井的水文地质、断面、长度、坡度施工进度计划为依据；(二)实施光面爆破；(三)为确保斜井安全施工，配置“一坡三档”设施；(四)为使机械作业线发挥正常效能，使底部炮眼不受泥水堵塞造成底高返工，要采取封水、截水措施使掘进工作面无水或少水；(五)耙斗装岩和固定与牵引挪位，受力构件和支点要根据井筒围岩条件计算确定，以确保安全。二、机械配置企业主要机械设备登记表机械设备名称型号规格单位数量多级离心泵D46-30×6台3多级离心泵D25-30×4台3深井泵150JL-K30-9.5×9台2离心式通风机4-57-11№:11D台2轴流通风机GKJ67-Z450-Ⅱ台2空压机OPT-30743.3M3台3空压机5L-40/8台3空压机L-22/8台2耙斗装岩机JZ-10/700台2火焰切割机LG-80K台1混凝土搅拌机JW250台1汽车启重机MK-160B-Ⅱ台1轮式装载机ZML-50台1挖掘机Eat320台1混凝土搅拌机MCQ300台1自卸汽车黄河10t台3经纬仪WDLD-T2台1激光指向仪Ⅱ型393台2钢丝绳探伤机TGS-465台5履带式挖掘机EX300-3台1柴油发电机组200KW台2耙斗装岩机ZYP-17台1耙斗装岩机DYP-30台1全站仪5602S台1水准仪S-3台2砼输送泵HBGB台2汽车五十铃NKR552台5机械设备名称型号规格单位数量推土机T/75台1履带式推土机TS/20台1装载机TS/80m2离心式水泵200KW台3凿岩机YT-24台10讯号KJX-1台1讯号KT-100g台1讯号TX-1-台1胶质风筒φ800台500第四节建井总进度计划一、矿建、土建、安装工程安排原则矿井建设是由矿建、土建和机电设备安装三大工程综合的整体施工。施工顺序安排是否合理，是关系到三大工程之间能否紧密配合，保证不问断连续施工和决定建井工期长短的主要关键。合理安排三类工程施工，做到重点突出，照顾一般，综合平衡；才能保证矿井建设有计划地完成；三类工程安排应遵循以下原则：1．三类工程安排要有利于早出煤，早见效益；矿建工程在总工程中工作量最大，所需工期最长，是建井的主要矛盾线，因此，在工程排队中，应以矿建工程为中心，土建及安装工程与矿建工程协调进行；2．工程安排要尽可能保持连续性、稳定性和均衡性；3．对三类工程施工进度、工程质量及投资进行动态管理，发现问题及时处理；4．做好工程综合平衡，协调各方面的部署和进度，尽量保证各工程的人员需求、技术和物资供应，使工程顺利进行。二、建井总进度具体安排情况1．首先保证新建的副、风井筒到底后及时与原有的主斜井筒短路贯通，尽早形成通风和排水系统，以利于井下通风和排水。2．保证关键路上的工程的快速不间断施工。3．副、风井筒等影响后续工程的项目早开工，工程量大、施工技术难度大的工程项目尽量应提前准备。4．无后续工程的项目如炸药库、机修车间、充电室等在满足通风和提升条件下可作平衡工程。5．井巷施工队伍应协调安排，使劳动力平衡，避免施工队伍的突增突减，造成窝工和劳动力闲置。6．充分利用时间和空间，创造条件，搞好多工种多工序平行交叉作业。地面建安工程根据施工力量、材料供应及施工需要等方面综合考虑，分期分批组织施工，尽量减少临时设施。7．机电安装工程量大，技术难度高，要求井巷和土建工程施工时积极为机电安装创造条件，并保证重点工程顺利施工。三、加快建井速度的措施及意见为加快矿井的建设速度，缩短建井总工期，减少基本建设投资，保证工程质量，取得良好的技术经济效益。矿井主斜井筒利用已有，回风斜井将原有井筒刷大，井底车场巷道利用原有，运输大巷、回风大巷、西运输巷、东回风巷利用原有；本次设计新增一期工程：副斜井筒掘砌999m，东回风斜井刷大310m；二期工程：主井煤仓730m3，清理散煤斜巷147m，井下消防材料库750m3，主井水泵房493m3，主井水仓220m3，管子道210m3，主变电所887m3；三期工程：上仓运输巷661m，南运输巷239m，西回风巷1245m，南回风巷246m，集中辅运巷724m，辅运大巷222m，9号煤层辅运上山465m，南辅运输巷544m，运输顺槽延伸67m，回风顺槽延伸805m，运输顺槽掘进面653m，回风顺槽掘进面720m，工作面开切眼180m。1．施工顺序矿井计划2010年10月25日正式开工，本工程建设由四个队完成：工程一队：一期工程，副斜井筒掘砌999m，工期6.7个月；工程四队：一期工程，东回风斜井刷大310m，工期4个月；工程三队：二期工程，主井煤仓730m3，主井水泵房493m3，主井水仓220m3，管子道210m3，主变电所887m3，清理散煤斜巷147m，井下消防材料库750m3，工期6.7个月；工程一队：三期工程，集中辅运巷724m，辅运大巷222m，9号煤层辅运上山465m，运输顺槽延伸67m，工作面开切眼180m，工期8.11个月；工程二队：三期工程，南运输巷239m，西回风巷1245m，南回风巷246m，南辅运输巷544m，运输顺槽653m，工期13.91月；工程三队：三期工程，上仓运输巷661m，回风顺槽延伸805m，回风顺槽掘进面720m，工期6.89月。工程一、二、三、四队平行作业，矿井总工期19月。2．抓好施工准备工作，搞好对外协作，为正常施工创造物资条件，施工准备工作的好坏直接影响着井筒开工，关系到建井总工期。因此，应围绕井筒正常开工全面并有重点地完成施工准备工作。3．合理地安排井筒开工顺序。设计安排副井、风井同时开工，井筒到底后，迅速进行短路贯通，同时进行西翼回风大巷等主要矛盾线上的工程的不间断施工。从而有效地保证主链工程的施工，确保建井总工期。4．加快井筒的施工进度井筒工程是矿井的先行工程，也是咽喉工程，由于空间及地质条件的限制，一般进度较慢。故应选择合理的施工方案及施工方法，合理的进行机械化配套施工。加强管理，确保按正规循环，从而保证施工按进度计划进行。5．采用综掘机械化作业线，组织采区煤巷快速施工。本矿井采区煤巷施工中采用了综掘机械化设备，必须加强施工管理，加强通风、供水、防尘及辅助运料等工作，以保证综掘机械化作业线连续施工，发挥其最大的经济效益和技术效益。第三章井筒施工组织设计副斜井净宽5.6m，净断面21.30m2，倾角6°。副斜井断面为半圆拱，掘进宽6.4m，净宽5m，掘进断面积27.6m2。由于表土层为第四系亚砂土和亚粘土，稳定性较差，采用砼支护短段掘砌一次成巷的施工方式(一)开挖支护在一次成巷施工中，用风镐或铁镐掘进，亦可采用机械直接挖掘或辅以爆破再挖掘。掘砌交替进行，段距为2-4m。采用金属拱形临时支架，支架平面须有2-3°迎山角，支架间距为1.0m。(二)临时支架为了提高支架的纵向稳定性，防止放炮崩倒支架，支架间必须装设纵向拉钩。拉钩的数量在拱架上为四根，架腿上各二根。金属拱形临时支架的架设，首先要定准钢轨橛子眼的位置，眼深一般为0.8-1.0m；然后将架身托在钢轨橛子上；接着装拉钩，并注意使前后拉钩保持一条直线；同时，背紧背板；待装完土，露出实底，最后将架腿支起。(三)金属碹胎与金属模板金属碹胎由两节组成，节与节之间用钢夹板连接，夹板一端用螺栓固定，另一端用两个插锁固定，碹胎下部可增加斜撑及水平拉杆。碹胎底脚焊接两块200×130×20mm的钢板垫稳定碹胎。碹胎之间用直径18mm的圆钢拉钩相互拉紧，增加纵向稳定性。金属模板用18号槽钢制作，长度1.0m。架设碹胎的方法，应先立好柱腿，在柱腿上放置方木或槽钢作业为横梁，将碹胎立在横梁上再放线测量，调整碹胎的方向和高低使其符合设计要求，最后用拉钩拉紧，即可铺设模板开始混凝浇筑。(四)砌筑混凝土(C30)1、原材料要求：水泥使用42.5#普通硅酸盐水泥；石子使用2-4cm石灰岩石子；砂子使用中粗砂，含泥量小于3%；水使用中性洁净水。2、配合比：以监理单位认定的试验室对施工现场取样的原料而做出的配合比为依据。3、接茬：浇灌混凝基础必须做成台阶形，每一台阶长度不小于1.0m。4、混凝土试块留量及胎膜拆除按井巷工程验收标准执行。二、副斜井表土段施工管理副斜井表土段井筒施工管理表项目主要内容工程条件斜长143m，倾角6°，掘进断面27.6m2，净断面21.28m2，钢筋混凝土支护400mm作业方式采用短段掘砌一次成巷施工管理1、优化劳动组织，采用一专多能技术层次较高的人员机制；2、成立现场施工指挥系统，及时协调施工中的问题；3、严格工种岗位责任制，制订质量与安全检查制度和激光指向量测办法；4、狠抓机电设备维修保养，执行勤注油、勤观察的使用方法，分班、定人、定钻、定点、定时、定质量的保养检修制。三、表土段施工工期表土段斜长为45m，平均日成巷1.0m，表土段施工工期45天。一、确定施工方案根据巷道穿过岩层的地质条件、巷道断面、永久支护材料和结构、施工装备、劳动组织及工人技术水平等情况遵守《矿山井巷工程施工及验收规范》的规定；根据施工工期的要求确定施工方案。副斜井井筒基岩施工方案采用混凝土支护或喷射混凝土支护短掘短砌一次成巷的施工方案。采用掘进支护平行作业(附：副斜井施工示意图)。二、掘进与支护平行作业(一)喷射混凝土支扩喷射混凝土参数：水泥42.5#、普通硅酸盐水泥。细骨料砂选用中粗砂，含泥量＜3%；粗骨料石子不大于20.0mm的碎石；速凝剂：掺量为水泥用量的3%；拌合用水：水质要求洁净，不应含有杂质，污水、酸性水、强碱性水不得使用；配合比：水泥、砂、石子=1：2：2；水灰比：0.4-0.45(二)施工工艺1、准备工作(1)检查井巷掘进规格质量；(2)对活石，特别是巷道两帮基底的存矸，必须清除干净，并达到设计规定深度；(3)用风水冲岩面；(4)对影响喷射作业的障碍物必须拆除，不能拆除的，要加以保护；(5)搭设工作台，使喷顶时喷头距岩面不超过1m。(6)喷射作业区应安设足够的照明，用灯罩保护照明灯具(7)喷射机与喷射手之间不能联系时，应配置专用的联络信号；(8)对喷射机具和风、水、电、管线进行全面检查和试运转；(9)做好回弹物的回收利用准备2、工作风压正确地控制风压对于减少回弹、保证混凝土的质量和降低喷射作业时的粉尘飞扬都有良好的效果。喷射机工作风压的控制应以喷头处出料喷射效果的最佳状态为标准。湿式喷射混凝土时，根据混合料的拌水情况和输料长度，工作风压一般在2-6kg/cm2范围内。3、水压水压一般应比风压高1kg/cm2左右，以保证喷头处的水环能充分润湿一瞬即过的干拌料。调节喷头水环上的水阀即可控制水压。最好用专用的压风压力水罐，并设有压力表，以便于控制水压。4、喷头与受喷面的距离调整喷头受喷面的距离，可以保证喷射混凝土的回弹率最小，并获得较高的喷体强度，距离一般以0.8-1.2m为适宜。5、喷头方向(喷射料束)与受喷面的夹角喷头喷射方向与受喷面垂直时，回弹最小。喷岩帮侧墙下部时，喷头的喷射角度可下俯10-15°，其它情况始终要求喷头的喷射方向垂直与受喷面。6、喷射作业第一次喷厚50mm，第二次喷厚50mm。喷射顺序应先墙后拱，自下而上，注意墙基脚要扫清浮矸、喷严喷实，拉开区段，顺次喷成半边巷道，然后再调转喷头喷另半边巷道，最后合拢收顶。(三)混凝土支护(C20)1、原材料要求：水泥使用42.5#普通硅酸盐水泥；石子使用2-4cm石灰岩石子；砂子使用中粗砂，含泥量小于3%；水使用中性洁净水。2、配合比：以监理单位认定的试验室对施工现场取样的原材料而做出的配合比为依据。3、接茬：浇灌混凝基础必须做成台阶形，每一台阶长度不小于1.0m。4、混凝土试块留量及胎膜拆除按井巷工程验收标准执行。(四)工程质量标准执行《煤矿井巷工程质量检验评定材料》(MT5009-94)执行(［1999］第34号文件)发布的《煤炭工业建设工程质量技术资料管理规定》和《煤炭工业煤矿井巷工程建筑安装工程单位工程质量保证资料评级办法》。(五)平行作业循环图表1、在掘进中，钻眼和装岩这两项工作为主导工序，工作量大，占有时间长，故要在既定循环时间内完成预定的工作量，或进一步短循环时间、加快掘进速度，就必须在钻眼和装岩这两项工序上采取有效措施。如在坚硬石中掘进时，钻眼工作是关键，就要设法缩短钻眼时间；而在软岩中掘进时，钻眼速度较快，而相对的装岩工序就是关键了，这时就要设法提高装运岩石的效率，以加快掘进速度。另外，从工序安排上应使钻眼和装岩两工序进行最大限度的平行作业。一般钻上部炮眼可与装岩平行作业。总的钻眼时间为t1+t2，其中钻上部炮眼的时间t1与装岩时间完全平行，占循环时间的只有钻下部炮眼的时间t2，t1+t2的比值φ。t1φ=t1+t2φ值是小于1等于1的系数。当φ值等于1时，说明钻眼和装岩是单行作业。φ值越小，钻眼与装岩平行的时间越多，即钻眼占的循环时间就越少。为了降低φ值，在一定的条件下，可以用抛碴爆破的方法，从工作面多抛出一些矸石，减少被矸石所遮盖住的巷道断面，从而在装岩的同时可以多钻些炮眼，以提高钻眼与装岩两工序的平行程度，缩短循环时间。2、在交接班时间T1内，班组长和各工种都在各自的地点进行交接班工作，同时在工作面上应进行检查，处理顶板危岩，后面则应进行钻眼和装岩的准备工作。3、爆破后，根据岩石条件，立即喷射一层50mm厚的混凝土封顶。4、装岩工作结束后，在钻下部眼时轨道上没有行驶车辆，利用这段时间铺设临时轨道，而装岩司机在后面检查维修装岩机。5、永久支护工作，可在T1的时间内进行中腰线检查及其他准备工作，然后可开始挖基础、砌墙、砌拱的平行作业。6、一个掘进循环所需的总时间，是由以下几个工序所需的作业时间组成的，即：T=T1+T2+φ(t1+t2)+T3+T4详见平行作业循环图表，施工工序框图。式中：T一个掘进循环的时间；T1安全检查及准备工作时间T2装岩时间t1钻上部炙眼时间t2钻下部眼时间φ钻眼工作单行系数T3装药联线时间T4爆破通风时间经计算：T=8小时，日掘进2。4m，基岩段施工工期275/2。4=115天。在一次成巷中，可组织如下各工序的平行作业：(1)交接班与工作面检查及架设临时支架的准备工作平行作业；(2)检查中腰线与钻眼准备工作和敷设风水管路平行作业；(3)钻上、中部炮眼与装岩平行作业；(4)钻下部炮眼与工作面铺设临时轨道和清洗炮眼平行作业；(5)架设临时支架与装岩清扫道心等平行作业；(6)装药与掩护设备、工具平行作业；(7)砌筑水沟与铺设永久轨道平行作业。(四)爆破方式副斜井掘进中采用光面爆破。在掘进中掏槽眼布置在工作面中央偏下，距巷道底板1.0m处。工作面若有软岩层时，掏槽眼应布置在弱岩层内。辅助眼为进一步扩大掏槽体积，爆破主要岩体，并为提高周边眼的爆破效果创造条件。尽可能使用辅助眼的眼口和眼底均匀地布置在掏槽眼和周边眼的眼口和眼底之间。紧邻周边眼的辅助眼应为周边眼的光爆创造条件，使周边眼形成一圈(层)厚度等于它的最小抵抗线的岩层，即光面层。周边眼形成井巷轮廓，使其断面形状和尺寸最终达到设计要求。周边眼应布置在井巷掘进断面轮廓线上，并控制眼底偏出轮廓50mm以内。光面爆破采用二号煤矿安全许用炸药，煤矿许用毫秒延期电雷管。附：爆破参数表，炮眼布置图。三、通风在施工过程中采用压入式通风方式，严格按照《煤矿安全规程》中的有关规定进行通风及通风管理。特别是在揭露煤层前，严防瓦斯异常涌出，加强通风，确定施工安全。一、生产管理二、技术管理建议以TQC为中心的质量管理制度，TQC小组定期开展活动，实行质量负责到人，建立队长、技术员巡回检查制，班组自检与互检相结合，原始记录正规化。三、经营管理全队实行计件工资、走超额加成的工资分配方法。工作量多者多得奖，质量不符合要求者罚，影响循环进尺及工作量者罚，工作无效者罚。四、施工组织机构见：掘进、混凝土组劳动力配备表；砼喷射班劳动力配备表；施工组织机构框图。掘进、混凝土组劳动配备表班别分别工种出勤人数掘进组打眼组打眼及助手4领钎2工具准备1装岩工耙斗司机1辅助耙矸清道4信号工1维修工机修工1电工1辅助通风工1救护1修道2放炮工2小计21混凝土组搅拌组4混凝土浇筑组4小计8井下运输班10合计39砼喷射班劳动力配备表岗位名称工种人数备注井下直接工喷射混凝土工62人一台，共3台班长1小计8辅助工信号工1维修工1小计2合计9井上井口喷射机上料系统喷射机司机62人一台，共3台信号1其他2小计9搅拌站搅拌机司机3供料10小计13合计22总计31五、施工工期副斜井表土段施工工期45天，基岩段施工工期115天，考虑影响施工其它因素，预计总工期为170天。在副斜井施工时，穿越含水层或破碎带时，采用工作面预注浆法进行堵水或加固，施工时就遵守下列规定：1、注浆施工前，必须编制注浆工程设计。2、注浆段长度必须大于注浆的含水岩层的厚度，并深入不透水岩层或硬岩层5-10m。井底的设计位置在注浆的含水层内时，注浆深度必须大于井深10m。3、地面预注浆的钻孔，每掘进40m必须测斜1次，偏斜率不得超过0.5%。4、注浆胶，必须进行注浆和输送管路系统的耐压试验。试验压力必须达到最大注浆压力的1.5倍，试验时间不得小于15min，无异常情况后，方可处理。5、注浆过程中，注浆压力突然上升时，必须停止注浆运转，卸压后方可处理。6、每次注浆后，应至少停歇30min，方可提拔浆塞，以防高压浆顶出钻杆。7、井筒工作面预注浆前，在注浆的含水层上方，必须按设计要求设置止浆岩帽或混凝土止浆垫。含水岩层厚度大，需采用分段注浆和掘砌时，对每一注浆段，必须按设计要设置止浆岩帽或混凝土止浆垫。岩帽和混凝土止浆垫的结构形式和厚度应根据最大注浆压力、岩石性质和工作确定。混凝土止浆由井壁支承时，应对井壁强度进行验算。9、孔口管必须按设计孔位埋设牢固，并安设高压阀门。注浆前，必须对止浆垫和孔口管进行耐压试验，试验压力必须大于注浆压力1Mpa。10、注浆站设在地面时，井上、下必须有可靠的通信联系。11、制浆和注浆的工作人员，应佩戴防护眼镜和口罩，水泥搅拌房内应采取防尘措施。12、注浆结束后，必须检查注浆效果，合格后，方可开凿井筒。某煤业有限公司矿井重组整合施工组织设计第四章开拓巷道施工组织设计第一节支护设计一、临时支护采用吊挂前探支架作为临时支护，前探梁由2寸钢管制作，长度不小于3m，间距不小于3.1m，用金属锚杆和吊环固定，吊环形式为倒梯形，每根前探梁不少于2个吊环。吊环用配套的锚杆螺母固定，所用树脂锚固剂不少于50kN。前探梁必须及时跟头，其最大控顶距离为2.0m，严禁空顶掘进，前探梁上用2块规格为（长×宽×厚）=1900mm×200mm×150mm半圆木和木橼杆接顶。二、永久支护支护采用锚喷支护，排间距均为800×800mm，锚杆长度2.2米，最大空頂距为2m。锚杆采用MYT-140/320液压锚杆钻机液压锚杆打眼，在打锚杆时要求定点放线，横竖成行，排间距允许偏差±100mm。锚杆应尽量与顶板垂直，最小角度不得小于75º。带双帽外露小于20-50mm，每300架锚杆进行一组锚杆拉力试验，锚固力不得小于5吨。1、支护参数设计：锚杆选用Ø18mm×2200mm的左旋无纵筋螺纹钢等强锚杆，如遇断层破碎带时采用25#U字钢棚支护。2、支护材料（1）锚杆杆体延伸率不低于15%，屈服强度不低于320MPa，极限强度不低于500MPa，试验拔力不低于60KM。（2）托板，顶托板100mm×100mm×8mm，严禁使用铸铁托板。（3）树脂药卷选用，规格23×600mm，树脂药卷遇水锚固力下降30%-70%，在锚固时不得选在有含水层中使用。（4）锚杆螺母必须用加厚的快速安装防松螺母，锚杆尾部螺纹必须采用滚丝工艺加工。（5）使用的锚杆药卷、螺母、铁托板必须经过出厂检验合格的产品。3、施工技术要求：（1）锚杆必须垂直顶板岩层面，其夹角不小于75度。（2）锚杆出露长度20～50mm，托板紧贴岩壁，螺母紧力矩不小于100N，锚杆的工作阻力不小于80KN。（3）树脂药卷Ø23×600mm，每眼一块，禁止使用过期药卷。（4）对已安装的锚杆必须进行日常检验，必须用板手每日校验一次，以防有松动现象，采用锚杆拉力机检验，不合格的重新打，直至合格为止。施工方法一、巷道施工方法顶板较完整宜采用全断面施工法，即开口处用锚杆加固后，临时支护前探梁，将煤出净，打锚杆完成一循环掘进。二、凿岩方法岩石巷道采用岩巷掘进机施工，煤巷采用EBJ-120TP型煤巷掘进机施工，局扇压入式供风，开工前首先要照好中线，确定巷道轮廓，中线要求误差不超±100mm。掘进机每刀截深0.5米，机头由工作面下刀，由下向上顺序横向切割，形成断面后，将巷道顶底按水平方向、两帮按竖直方向进行修整，使巷道断面达到设计要求。三、装载与运输装载与运输方式：掘进落下的煤用转载机→皮带输送机上，输送机右侧必须留有1.5m的人行道和物料进出道，各转载点必须安装喷雾装置。四、管路及轨道敷设风筒、静压水管敷设在巷道的左帮，监控线、电缆线信号、防尘管敷设在巷道的右帮。在掘进施工中所敷设的电缆、风水管路、风筒等均应按断面图中规定的位置要求吊挂牢固整齐。五、照明、通讯和信号1、在巷道右侧留有不低于1m宽的运输兼作人行巷道。2、运输大巷每50m安装一盏防爆照明灯，溜子头、尾、皮带机头，必须完善声光联络信号，皮带溜子开停必须严格信号，操作运行。3、掘进工作面必须安装一部防爆电话，电话可连通井上下各生产场所和地面各科室。六、通风在施工过程中采用局部通风机压入式通风方式，严格按照《煤矿安全规程》中的有关规定进行通风及通风管理。特别是在揭露煤层前，严防瓦斯异常涌出，加强通风，确定施工安全。主要设备一览表：序号机械名称数量功率工具名称数量1FBJ-120TP掘进机1台190KW水泵1台2EBZ200H1台200KW3QZP-160B转载机1部14ＭＰā综保1台4ＭＹＴ－140/320液压锚杆钻机1台30KW煤锹3把5SJ-800皮带机1台2×40KW大锤2把6MEW-1.2煤电钻1台1.2KW镐1把7FBD-№5.62×11局扇1台22KW撬棍3根8激光仪1台扳手4个生产作业采用“三八”制形式，边掘进边检修，及时进行日常检查和维修，使机器设备能充分发挥作用，在使用过程中要及时保养、维修，以确保正常运行。循环进尺1米，每班3个循环，每日9个循环。第五章井底车场及硐室施工矿井的井底车场和硐室一般断面较大，长度较小，服务年限较长。因其用途不同，形状、规格、结构差异甚大，施工中有各自的特点和要求，而突出的问题是选择合理的大断面施工方法，做到安全施工。这类硐室主要有主井系统的煤仓、清理撤煤巷，副井系统的管子道、井底水仓、主变电所、水泵房等。根据断面大小的不同，硐室施工方法可以使用全断面施工法、分层施工法、导硐施工法和反井施工法等。1、煤仓施工选用反井钻机导硐贯通，然后从上往下扩至设计断面，边扩巷边进行锚喷支护，人员上下采用限速吊盘，混凝土料从上口下料，掘进采用风钻打眼，光面爆破，锚喷支护。2、清理撒煤巷该硐室位于井底车场水平，是主风井短路贯通线上的工程，围岩稳定，采用一次成硐，锚喷+混凝土支护，作好施工组织工作，尽量安排甲级队伍施工，加快施工进度。3、井底水仓、主变电所、水泵房等硐室施工1）、全断面施工法根据硐室的掘进断面一次钻眼、分次爆破，利用矸石堆作为打上部眼和拱顶锚杆眼及安装锚杆的工作台的掘进方法。它适用于稳定和基本稳定的围岩情况下，掘进断面不大于15m2、高度小于4m的硐室和巷道。根据围岩的稳定程度不同，掘进与锚喷的方式有：(1)围岩稳定时，常采用先掘一锚顶后锚帮一喷的方式。(2)围岩中等稳定时，可采用两掘一锚喷或三掘一锚喷的方式。(3)围岩的节理、裂隙发育，稳定性较差时，宜采用一掘一锚喷的方式。必要时也可打超前锚杆或掘后先喷一层砂浆再打锚杆，然后再喷射混凝土。2）、分层(台阶工作面)施工法将掘进工作面分成2～3个分层(每个分层的高度一般为l-8m～2.5m)，上分层(或下分层)工作面始终超前于下分层(或上分层)一定距离，形成分层(台阶)工作面同时施工。由于工作面的布置方式不同，可分为正台阶工作面和倒台阶工作面两种。(1)正台阶工作面施工法：将硐室分成上下两个分层，先掘上分层3m～5m，放炮后，应及时锚喷或架设临时支架护顶。然后上下分层同时掘喷或掘支。当永久支护采用砌碹时，多采用先墙后拱的施工方式。若顶板不稳定，也可采用先拱后墙的施工方法。此时，为了防止卧底砌墙时拱顶下沉，往往保留拱基线下的岩柱不一次掘出，待砌墙时，再逐段用风镐刷出;或者在拱基处用砌筑小壁座以承托碹拱。每分层的高度最大不应超过3.0m。(2)倒台阶工作面施工法：先掘下分层使其超前上分层3m～5m，并进行临时支护。或将下分层全长掘砌(锚喷)完成后，再由外向里或掘支上分层。台阶工作面施工法应用在岩层稳定或比较稳定的条件下，正台阶工作面施工法，工作安全可靠，适用范围广泛，倒台阶工作面施工法的挑顶爆破效率高，装岩方便。3）、导硐施工法在松软破碎的岩层施工断面较大的硐室时，采用先掘进l～2条小断面巷道(导硐)，然后再行开帮、挑顶或卧底，将其扩大到硐室设计断面：并进行永久支护。导硐的断面一般为4m~8m,为便于工作，高度和宽度一般采小于2m。根据其位置和围岩性质不同，主要有以下几种方式：(1)下导硐施工法。导硐位于硐室的中下部并沿底板掘进，一般导硐沿硐室的全长一次掘出，然后进行开帮、挑顶，并完成永久支护工作.中央下导硐施工法适用于稳定或中等稳定的围岩中。但采用先拱后墙施工方法时，也可适用于围岩稳定性较差、掘宽为4m～5m的硐室施工。(2)上导硐施工法。施工顺序。砌碹的硐室应架设临时支架。若采用锚喷永久支护，施工会更简单、安全。此法适用在断面较大，但长度不大的硐室中。一般在导硐中不铺设轨道。该施工法适用于不同稳定程度的各类岩层。(3)两侧导硐施工法。适用于稳定性较差的松软岩层和掘进宽、高大于6m的硐室。采用砌碹支护时，首先沿两帮开掘导硐，逐步向上扩大并随之砌墙，然后掘拱、立模砌拱，最后清除中间的岩石柱。采用锚喷支护时，两侧的导硐可沿硐室全长一次作出，随掘随支，然后进行挑顶并完成拱部锚喷工作，最后清除中间岩柱。大断面硐室施工中，除选择安全可靠的施工方法，严格按顺序施工外，还应注意以下安全技术事项：(1)加强顶板管理是大断面硐室施工安全的关键，必须严格按作业规程作业：进入掘进工作面要敲帮问顶、找掉浮矸、危岩，不准超过空顶距作业，班班检查，加固临时支架，保证可靠的安全退路。(2)硐室各段掘砌工作面应相互配合、统一指挥，各工种、工序平行交叉作业时要确保相互间的安全施工，如一处放炮时，硐室施工人员要全部撤出，后面挑顶、前面的人员也要撤出等。(3)严格工程质量，不安全不施工。特别是采用砌碹支护时，不但拱墙分砌而且要分段施工，加之拱高、墙高，一定要确保基础坚固，接茬严密可靠，达到足够的强度。施工用的脚手架要坚固、牢靠，用完要及时拆除，放到安全地点。(4)做到一次成巷，施工中发现问题要及时处理，不留尾工。对留设的岩柱要妥善保护，破除岩柱时要安全，不准崩坏已完成的永久支护等。一、压气在副井底延长压风管路供车场施工；井底车场施工用风由地面临时压风机房供应，耗风量为318m3/min。压风管网络布置：压风管自副井引入，设置两路，一路备用，车场各巷施工用风均引自该干管。二、通风主副井未贯通之前,仍然利用原凿井时的通风设备进行通风,但需将风筒接长到各掘进工作面。主副井贯通后，将主副井内原有的风筒分别拆除，然后将主要通风机移到井下主副井贯通联络巷内，主井进风，副井出风。对独头巷道，安设局部通风机辅助通风。三、排水未贯通前，仍然利用原有的凿井吊泵，分别由主副井水窝往外排水。主副井贯通后，主井提升设备改装阶段。拆除主井排水吊泵，主井涌水用卧泵排到副井井底，共同利用副井吊泵往外排水，涌水量大则改用卧泵。主井临时提升阶段，前期，在副井马头门处安设临时卧泵，从副井井底吸水，经敷设在联络巷道和主井井筒中的排水管将水排出地表。同时，施工完成施工临时水仓和临时水泵房。完成后，井下排水先汇入临时水仓，临时水泵房，通过主井排水管排出地表。第六章采区巷道施工采区巷道工程包括：轨道顺槽，胶带机顺槽，开切眼，采区变点所，采区水仓，溜煤眼等；这些巷道几乎都是煤巷，半煤岩巷极为少见，其中大都是平巷，它们均属于采区准备巷和回采巷道，服务年限一般比较短；轨道、胶带机顺槽和抽排瓦斯巷的另一突出特点是，掘进距离长（均为1400m），伴随瓦斯及煤尘爆炸的威胁，这对巷道定向和安全工作提出了更高的要求，因此在煤巷掘进工作中，必须做好通风、防火、防沼气、防尘及测量工作。一、采区巷道施工方案根据采区巷道特点，利用煤巷掘进机配合机械化作业线施工，选用EBJ120-TP型煤巷掘进机，配可伸缩双向胶带输送机，掘出的煤由桥式转载机和可伸缩双向胶带机转运，经矿车运到排矸提升井；其主要优点是，可把破岩．装岩．转载等工作一次完成，不仅大大提高了煤巷的掘进速度，减少施工工序，并能节省投资，同时提高劳动效率，提高巷道质量；与普通钻爆法施工相比，该方案施工安全，工人劳动强度较低。煤巷施工中采用混合式通风方式，长压短抽，以压入为主抽出为辅。煤巷支护采用现已成熟的锚喷网支护新技术，对于顶板破碎的煤巷区段，采用锚喷网加金属支架联合支护。为探明采区的地质条件，先施工排瓦斯巷，这样可以起到探路的作用，也为煤巷机械化施工提供施工经验。二、采区施工安全措施由于采区煤层富含瓦斯，煤尘具有强爆炸性，所以应该加强煤巷施工时的安全管理工作。（一）防瓦斯和煤尘爆炸加强煤夯掘进时的通风和瓦斯安检工作，煤巷使用的电器设备须按设瓦斯报警断电仪，矿井因故通风系统遭到破坏后，必须有恢复通风排除瓦斯和供电的安全措施，恢复通风后，经瓦斯检查符合安全规定后，方可恢复正常施工；各掘进头不得出现循环风，巷道内应设隔爆水棚，掘进工作面设降尘帷幕；杜绝一切明火作业，严格执行防尘措施。（二）防火和防水严禁带火源入井，采区巷道严禁一切明火；加强电缆管理；在巷道中部设置消防器材，以备不测。采区要根据涌水量选择合理的排水设备，在接近含水层或断层时，须钻孔探水。第七章施工阶段质量控制一、钢材验收钢材入场验收必须以入库通知单、产品质量证明书和随货到达的发货明细表为验收凭证。若无产品质量证明不能进行质量验收。产品质量证明书所列各项技术指标的验收结果要与有关技术标准核对，同时进行重量实测或按国家规定的标准重量换算验收，将结果填入材料验收单。对于大型材料，如工字钢、槽钢、钢板、钢轨、钢管等，不论过磅或验尺，最好将其规格、长度、重量用磁漆写在原件上，以便盘存和发放。二、水泥入场验收及其管理(一)水泥入场验收，水泥到货后，应根据入库通知单和发货明细表及质量证明书，分别核对水泥包装上注明的工厂名称、品种、标号、混合材料名称，出厂日期等是否相符，然后点数验收。水泥重量验收采取抽查的方式。抽查过磅的一般方法：在每垛水泥上每边取一叠计10包，共40包进行过磅，求出每袋平均重量，如不符合包装上标出的重量，应做出记录，并通知供货单位。验收中，发现水泥破袋，除按规定作出记录外，应立即进行串袋处理，以免继续漏灰或混入杂质。如发现水泥受潮，应单独存放，并做出检验记录，查清责任。(二)水泥使用管理1、施工中严格掌握混凝土的配合比。根据工程性质的要求，在设计混凝土配合比时要科学合理耗用水泥，准确选用水泥品种、标号、不应将高标号水泥用于低标号混凝土工程上。对于要求早强的混凝土工程，采取掺入外加剂措施，代替用增加水泥的办法去满足施工要求。2、提高模板制作水平和支模工程设计。模板要严格控制壳子板尺寸，防止混凝土构件超长、超宽、超厚。保持模板清洁，提高混凝土构件表面光洁程度。3、井巷锚网喷支护，要严格按照设计标准施工。要提高光面爆破和喷射混凝土质量，减少超挖，控制水灰配比，用湿式喷射，降低水泥回弹率。回弹的混凝土应及时回收，不能复喷的混凝土，可用作水沟道床等工程使用，减少水泥损失浪费。一、工程质量控制的原则井巷施工大多是以单行顺序作业方式进行开凿，工序转换频繁，由此而来在施工生产管理过程中增添了不少困难，尤其是在工程质量控制方面也出现不少的影响因素，工程质量波动及工程质量的变异性都比较大，同时在施工过程中如不能及时进行检查，会随着工序的转换增加质量问题的隐蔽性（如：隐蔽工程检查），即使是在单位工程竣工检查时也很难发现隐蔽的质量缺陷。鉴于上述的原因，所以在斜井施工过程中，为确保工程质量必须坚持四个质量控制的原则：(一)坚持树立百年大计质量第一的目标不动摇。(二)坚持质量标准的贯彻执行始终如一。(三)坚持从严要求，预防为主抓好工程质量的监督管。(四)坚持提高职工队伍素质，以“人”为控制核心的地位不变。二、施工阶段质量控制程序1、从材料质量上控制。组织好施工的材料，设备，做好材料的试验，配比要合理，不齐备不开工；2、从施工队伍上控制。配齐配足施工人员，并组织施工人员认真学习施工方案；3、严格按业主要求即现行规范、标准控制施工人员施工，及时进行检查。三、施工阶段工序质量控制的内容项目具体内容工序质量控制内容对施工工序条件的监控1、对施工准备工作的控制，主要是对人、设备机具及原材料的监控。2、对工艺流程及工艺操作的监控。对施工工序结果的监控1、现场实测。2、对施工工艺流程进行分析、判断、实施纠偏。工序活动质量监控实施要点1、确定质量控制程序。2、完善质量保证体系和质量检查制度。3、对施工全过程进行分析，分清主、次关系，确定控制要点。4、对工序流程进行跟踪监控。5、设置控制重点进行预控。选择质量控制点的一般原则1、关键环节及隐蔽工程。2、施工过程中的薄弱环节或质量不稳定的工序或对象。3、对后续工程施工或后续工序质量或安全有重大影响的工序或部位。4、采用新技术、新工艺、新材料的部位。5、施工中无足够把握的、施工条件困难或技术难度大的工序或环