【斜井工程方案】主斜井施工组织设计.doc

《【斜井工程方案】主斜井施工组织设计.doc》由会员分享，可在线阅读，更多相关《【斜井工程方案】主斜井施工组织设计.doc（72页珍藏版）》请在淘文阁 - 分享文档赚钱的网站上搜索。

1、山西国泰红岩煤业有限公司主斜井掘砌及相关工程施工组织设计工 程 名 称： 红岩煤业有限公司主斜井一期工程编 制 人： 施工负责人： 施工单位： 中十冶集团有限公司红岩煤矿项目部编 制日期: 2011 年9 月 日执行日期: 2011 年 10 月 日审批签字编制人： 年 月 日通防副矿长： 年 月 日机电副矿长 年 月 日安全副矿长： 年 月 日生产副矿长： 年 月 日 总工程师 年 月 日矿长 ： 年 月 日总监理工程师： 年 月 日 审 批 意 见施工组织设计报审表（A2）工程名称：红岩煤业有限公司主 斜井掘砌及相关工程 编号： 致： 工程监理咨询公司 （监理单位）我方已根据施工合同的有关

2、规定完成了红岩煤业有限公司主斜井掘砌及相关工程 施工组织的编制，并经我单位技术负责人审查批准，请予以审查。 附：红岩煤业有限公司主斜井掘砌及相关工程施工组织设计 。承包单位（章） 项目经理 日 期 专业监理工程师审查意见： 专业监理工程师 日 期 总监理工程师审核意见：项目监理机构 总监理工程师 日 期 目 录第一章 施工组织设计编制依据 第二章 矿井设计概况 第一节 矿井概况 第二节 主斜井井筒工程技术特征 第三节 自然地理 第三章 地质及水文地质概况 第一节 地层 第二节 构造 第三节 井田水文地质。 第四节 瓦斯、煤尘、地温 第四章 施工方案及施工方法 第一节 施工方案 第二节 井筒施工

3、方法 第五章 施工辅助系统及设备选型 第一节 提升、运输 第二节 供电 （附：用电负荷统计表、主要设备机具表）第三节 信号、照明及通讯 第四节 压风 第五节 排水 第六节 供水 第七节 通风 第六章 工期、劳动力安排 第一节 主井工期安排说明 第二节 劳动力安排 第三节 施工组织机构第七章 工期保证措施 第八章 质量保证体系及质量保证措施 第九章 安全保证措施第十章 灾害预防及避灾路线第十一章 文明施工、环境保护措施 第一节 文明施工 第二节 环境保护 第一章 编制依据1、 山西国泰能源矿业有限公司 红岩煤矿井筒施工招标文件，编号GTHY-K11012、山西国泰能源矿业有限公司 红岩煤矿井筒施

4、工平、剖、断面图S1416111(15)。3、批复的山西灵石国泰红岩煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计。4、山西红岩煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告。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、煤矿防治水规定。第二章 矿井设计概况第一节 矿井概况井田位于灵石县城西20km处寨头村一带，行政区划隶属于灵石县夏门镇管辖。地理坐标为东经：11138011113950，北纬：365000365133。山西灵石国泰红岩煤业有限公司由原山西灵石红岩煤业有限公司及部分新增范围组成。新增范围包括已关闭的原寨头村办煤矿一部

5、分、已关闭的原永红煤矿一部分及部分空白区。第二节 井筒技术特征 主斜井井筒设计总斜长243m，方位角88o ，倾角-16o, 净宽3.6m，净高3.1m。 井口坐标（80坐标）:X=4079531.4，Y=19558717.5，Z=+854.87。 表土及风化段设计总斜长70m，断面形状为直墙半圆拱，支护形式为钢筋混凝土支护；S荒=14.59m2（包括水沟、基础） ,S净=9.76m2.。 基岩段总长度173m，支护形式为锚网喷复合支护；S荒=11.58m2 （包括水沟、基础）,S净=9.76m2.。每40米掘一个躲避硐，躲避硐断面形状为直墙半圆拱，表土及风化段支护形式为混凝土支护；S荒=5.

6、60m2, S净=3.17m2.；基岩段为喷浆支护，S荒=3.70m2，S净=3.17m2.。暖风道断面形状为直墙半圆拱，形式为混凝土支护；S荒=4.41m2, S净=3.393m2.。详见井筒剖面图、支护断面图。（附后）72第三节自然地理、地形地貌井田地处吕梁山东麓与太岳山西麓间，地貌属低山丘陵区，区内沟谷纵横、梁峁连绵，梁垣坡地多黄土覆盖。井田地势总体为中部高而四周低，最高点位于井田北中部山梁上，海拔1065.1m，最低点位于井田西南部，海拔806m，最大相对高差为259.1m。2、水文本井田属黄河流域，汾河水系，井田内无常年性河流，仅有季节性河谷，雨季在沟谷中有短暂山洪流过。井田北东部界

7、外为小河，南西部界外为段纯河，两条河流均为汾河支流，井田位于两条河流分水岭部位。井田内季节性河流分别向北东部流入小河、南西部流入段纯河。小河与段纯河自北西向南东汇入汾河。、气象本区位于暖温带季风区，属大陆性半干旱气候，据灵石气象局资料：年平均气温10.9，极端最高气温38，极端最低气温-21.6。年平均降水量571.85mm，最大降水量为648.80mm，最小降水量为273.50mm，降水多集中在6、7、8、9四个月,年最大蒸发量为2285.1mm。年平均湿度6.559.15 mbar，最低1mbar。封冻期为每年10月下旬至次年三月上旬，最大冻土深度0.93m。年平均初霜期为10月上旬，终霜

8、期为次年4月中旬，年主导风向为西北风，每年春、秋、冬三季多西北偏西风，夏季多东风，一般风力3-4级。4、地震据GB183062001中国地震动峰值加速度区划图，该区属度抗震设防区，地震动峰值加速度为0.2g。6、古空区及老空区情况井田周边分布2个关闭煤矿（部分范围）和1个生产矿井。关闭煤矿分别为井田北东界外的寨头村办煤矿，南界外的永红煤矿；生产矿井为井田西北界外的原碾则焉煤矿，见图1-2。原寨头村办煤矿于2004年底关闭。原批准开采2、9、10号煤层，关闭前利用主平硐与副斜井开采10号煤层。矿井生产能力为9万吨/年，采煤方法为短壁式炮采，属低瓦斯矿井。本次整合范围包括原寨头村办煤矿一部分。寨头

9、村办煤矿井筒坐标（1954北京坐标系）：主井（斜井）：X=4080250 Y=19 558940 H= 859副井（斜井）：X=4080216 Y=19 558934 H= 867原永红煤矿属村办煤矿，始建于1993年，1995年投产，批准开采10号煤层，矿井实际生产能力为1万吨/年。斜井开拓，采煤方法为短壁式炮采，属低瓦斯矿井，该矿于2006年7月按六条标准实施了关闭。本次整合范围包括该矿一部分。在本井田南部矿界外存在该煤矿开采10号煤层形成的采空区1处，采空面积约14438m2。永红煤矿井筒坐标（1954北京坐标系）：主井（斜井）：X=4078324 Y=19557710 副井（斜井）：X

10、=4078350 Y=19557720 原碾则焉煤矿属村办煤矿，始建于1989年，1999年投产，批准开采2、10号煤层。2004年以前开采2号煤层，采用主井（平硐）、副斜井开拓。至2004年，2号煤层已尽。之后在其井田南部开凿主斜井、副斜井开采10号煤层，采煤方法为走向壁式采煤法，矿井生产能力为9万吨/年，属低瓦斯矿井。2009年，根据晋煤重组办发200964号文，该煤矿被灵石红杏鑫东煤业有限公司实施兼并重组整合。第三章地质及水文地质概况第一节 地层井田内梁峁之上广泛被第四系上更新统所覆盖，沟中普遍出露石炭系太原组、二叠系山西组、下石盒子组。结合钻孔资料，井田内赋存地层由老到新为：奥陶系峰峰

11、组，石炭系中统本溪组、上统太原组，二叠系下统山西组、下石盒子组，第四系中、上更新统。分述如下：（一）奥陶系中统峰峰组（O2f）本组在井田内没有出露，为含煤地层基底，厚度100m左右，与下伏地层上马家沟组为整合接触，由灰色、深灰色厚层状石灰岩夹薄层泥灰岩、泥质灰岩组成，中部夹白云质灰岩、角砾状泥灰岩，下部有石膏层。（二）石炭系中统本溪组（C2b）与下伏峰峰组呈平行不整合接触，为一套海陆交互相沉积建造，主要由浅灰色含铝泥岩、铝质泥岩、深灰色泥岩组成，局部夹砂质泥岩、石灰岩，底部常具一薄层铁质泥岩，含黄铁矿，菱铁矿结核或透镜体，不稳定，即“山西式”铁矿。本组厚度14.0121.08m，平均16.24

12、m。（三）石炭系上统太原组（C3t）为井田主要含煤地层之一，属海陆交互相碎屑岩和碳酸盐岩建造。以K1砂岩为底连续沉积于本溪组之上。本组厚83.36101.16m，平均厚93.29m。岩性主要由灰黑色泥岩、深灰灰黑色粉砂岩、灰白深灰色砂岩、深灰色石灰岩及煤层组等成。共含煤10层，自上而下为4号、5号、6号、7号、8号、9号、10号、10下号、11号及12号，其中7号、10号、11号煤层为大部可采煤层，其余为不可采煤层，含石灰岩3层，即K2、K3、K4，均稳定，具各种层理类型，下部泥岩中富含黄铁矿结核，动植物化石丰富。该组据岩性、化石组合及区域对比，自下而上可分三段，分述如下：1、一段（K1底K2

13、底）厚24.7041.70m，平均厚31.84m，主要由深灰灰黑色泥岩、铝土泥岩、炭质泥岩、煤及灰深灰色砂岩、粉砂岩组成，泥岩中含黄铁矿结核，具水平纹理。含9号、10号、10下号、11号、12号煤层，其中10号、11号煤层为稳定发育的大部可采煤层，其余均为不可采煤层。K1砂岩为灰白色粗粒长石石英砂岩，硅质胶结，井田内该砂岩不稳定，多相变为细砂岩、粉砂岩，砂质泥岩。K1砂岩厚0.954.90m，平均2.38m左右。 2、二段（K2底K4顶）厚24.9027.95m，平均厚26.21m，主要由深灰灰黑色泥岩、铝土泥岩、砂质泥岩、砂岩、粉砂岩、煤及灰深灰色灰岩组成。含煤2层，即7号、8号煤层，其中7

14、号煤层为稳定的大部可采煤层，8号煤层为不稳定不可采煤层。本段沉积主要标志层为3层灰岩，即K2、K3、K4灰岩，均沉积稳定。K2灰岩为9号煤层的直接顶板，岩性为灰色厚层致密石灰岩，块状构造，裂隙较发育，含燧石条带及结核，厚度为5.407.55m，平均6.69m。K3灰岩为8号煤层直接顶板，岩性为灰色厚层致密含泥质石灰岩，块状构造，裂隙较发育，含燧石条带及结核，含生物40-50%，其中有柱纤结构的腕足类碎片及单晶结构的海百合等。生物碎片分布均匀，碎屑间以泥晶方解石为主，并含少量氧化铁。厚度4.606.20m，平均为5.34m。K4灰岩位于7号煤层之上，为7号煤层老顶。呈深灰色厚层状，泥晶结构，块状

15、构造，致密坚硬，含泥质带及燧石结核，裂隙相对发育，被方解石脉充填。生物碎屑含量大于50%，其中最多的是隐粒结构的蜓类及柱纤结构的腕足类碎片，次有单晶结构的海百合、腹足类等。生物碎屑分布均匀，碎屑间有泥晶方解石。厚度2.156.05m，平均为3.75m。3、三段（K4顶K7底）厚30.8051.60m，平均厚35.24m，主要由深灰灰黑色泥岩、炭质泥岩、砂质泥岩、砂岩、粉砂岩、煤层组成。含煤3层，即4号、5号、6号，均为不可采煤层。（四）二叠系下统山西组（P1s）连续沉积于太原组之上，为井田内主要含煤地层之一。本组厚34.9937.45m，平均36.22m。岩性为灰白色中细粒砂岩、灰黑色粉砂岩、

16、砂质泥岩、泥岩及煤。底部以一层灰白色中细砂岩（K7）与太原组分界，顶部以K8砂岩的底界与下石盒子组分界。本组含煤2层，即1号、2号煤层，均为不可采煤层。K7砂岩为灰白色、风化后呈灰黄色、层状中细粒长石石英砂岩，局部缺失或相变为粉砂岩、砂质泥岩，主要成分以石英为主，次有长石及白云母，胶结物为铁质，另有少量暗色矿物及泥质包裹体，常具交错层理及铁质氧化圈。厚2.409.88m，平均6.35m。（五）二叠系下统下石盒子组（P1x）连续沉积于山西组之上，为一套陆相沉积的陆源碎屑物地层，由灰绿、黄绿色砂岩及粉砂岩，间夹灰、黄绿、局部为紫红色砂质泥岩组成，底部以K8砂岩与山西组分界。本组在井田多数区域均遭受

17、剥蚀，最大残留厚度132.60m。（六）第四系中、上更新统（Q2+3）井田内广泛出露，与下伏地层呈角度不整合接触，厚度4.9538m。Q2为红黄色、黄褐色亚砂土、亚粘土、砂砾层、含钙质结核；Q3分布于山梁之上，为灰黄色亚砂土、亚粘土、砂土层，厚度较薄，05m。第二节 构造井田内构造总体呈现舒缓的波状起伏，井田中部发育一宽缓的向斜，南部发育一次生小背斜及一小向斜，井田中部发育1条断层（F1），南部发育有2个陷落柱。地层走向多为北西南东向，地层倾角较小，36左右。主向斜：轴迹位于井田中部，走向北西南东。北东翼表现为倾向南西的单斜构造，倾角46；南西翼为一次生背斜及一次生向斜。次生背斜：位于井田南东

18、部，轴迹走向北西南东，轴迹井田内长约1650，影响宽度约600m。两翼对称，倾角34。次生向斜，位于井田南西部，轴迹走向北西南东，轴迹井田内长约1400m，影响宽度约650m。两翼产状相近，倾角34。F1断层：根据井下揭露，井田中部发育1条正断层，断层走向东西向，倾向南，倾角75，断距8m。根据原永红煤矿井下揭露，井田南部发育2个陷落柱（X1、X2）。陷落柱平面形态呈椭圆形，X1长轴约105m，短轴约65m；X2长轴约108m，短轴约80m。综上所述，井田内构造复杂程度为简单。第三节 井田水文地质一、地表径流井田地势总体为中部高而西周低，最高点位于井田北中部山梁上，海拔1065.1m，最低点位

19、于井田西南部，海拔806m，最大相对高差为259.1m。井田内无常年性河流，仅有季节性河谷，雨季在沟谷中有短暂山洪流过，分别向北东汇入小河，南西汇入段纯河。二、含水层井田含水层自下而上有奥陶系中统石灰岩岩溶裂隙含水层、石炭系上统太原组碎屑岩类夹石灰岩岩溶裂隙含水层、二叠系下统山西组砂岩裂隙含水层、下石盒子组砂岩裂隙含水层组及风化裂隙含水层、第四系孔隙含水层。1、奥陶系中统石灰岩岩溶裂隙含水层主要为奥陶系上马家沟组、峰峰组灰岩，是含煤地层之基底，埋于井田深部，岩性为海相厚层状石灰岩，主要成分为碳酸钙，因其易被水所侵蚀溶解而形成溶洞。上马家沟组中、上部岩溶发育，可见岩溶灰岩。本次补充勘探施工了ZK

20、7号水文孔，孔口标高为1063.46m，终孔层位为O2s。据ZK7孔测量结果，奥灰水水位埋深521.56m，静止水位标高为541.90m。据此按2水力坡度推算，井田内奥灰水水位标高在539-544m之间，奥灰水自西北流向东南。2、石炭系上统太原组碎屑岩类夹石灰岩岩溶裂隙含水层为岩溶裂隙含水层，该组地层井田内厚度约93.29m，除砂岩、砂质泥岩、泥岩外，有3层发育良好且易被水溶解的海相石灰岩（K2、K3、K4）,总厚度约15.78m，为本组的主要含水层，据本次勘探施工的ZK7号水文孔抽水试验，单位涌水量为0.000189L/s.m，渗透系数0.00028m/d，属弱富水含水层。静止水位标高874

21、.86m，水质类型为HCO3-SO42-Ca2+型。3、二叠系下统山西组砂岩裂隙含水层为碎屑岩裂隙含水层组，含水层主要由中、细粒砂岩组成，含水空间以构造裂隙为主，厚度变化较大，钻进过程中钻孔未发现有明显的漏失现象。区内二叠系下统山西组地层赋存不全，大多位于侵蚀基准面以上。由于部分山西组出露在山梁、山坡及沟谷两侧，成为相互独立的含水体。据ZK7水文孔抽水试验，单位涌水量为0.000507L/s.m，渗透系数0.0052m/d，属弱富水含水层，静止水位标高873.06m，水质类型为HCO3-SO42-Ca2+型。4、下石盒子组砂岩裂隙含水层组及风化裂隙含水层在井田内埋藏浅，以中粗粒砂岩为主，风化裂

22、隙较发育，含水空间以砂岩裂隙为主，其次地表基岩风化裂隙含水，容易接受大气降水的补给，局形成强富水区，但受季节控制，雨季补给充分时，富水性强，旱季补给受限时富水性弱。5、第四系松散岩类孔隙含水层井田内广泛分布，是本区浅层水的主要水源地，水面埋藏深度为0.5-3.0m，补给来源主要为大气降水及支流的地表水，受季节影响较大，属弱富水含水层。三、隔水层井田内的隔水层主要为本溪组粘土岩隔水层及各含水层间的泥岩、砂质泥岩隔水层。井田内各含水层之间的泥岩、砂质泥岩、粘土岩等成为各含水层间的主要隔水层，但由于采空塌陷的影响而产生垂直裂隙，成为各含水层间的水力联系通道。含煤地层底部的本溪组厚约16.24m，岩性

23、由铝土质泥岩、砂质泥岩、粘土岩组成，岩性致密、细腻，隔水性能好，为井田内含煤地层与奥灰水间良好的隔水层。四、地下水的补、径、排条件1、岩溶地下水井田属岩溶水径流区，奥陶系岩溶水自西北向东南从井田流过，向郭庄泉排泄。2、碎屑岩类裂隙水裂隙水的补给主要是基岩裸露区接受大气降水的补给，与地表水接触地带，可接受其侧向补给，另外还可接受上覆松散层含水层的下渗补给，该地下水接受补给后一般沿岩层倾斜方向运动，在地层切割深处往往以泉的形式排出地表，另外人工开采和矿坑排水也是其排泄方式。3、松散岩类孔隙水其主要补给来源是大气降水，接受补给后，一般沿沟谷向下游运动，流向与地表水基本一致，其排泄方式除蒸发排泄外，主

24、要是人工开采或补给下伏基岩裂隙含水层，局部以泉的形式排泄出地表。第四节 瓦斯、煤尘、地温 1.瓦斯：根据晋中市煤炭工业局市煤安20098号关于晋中市2008年度30万吨/年以下煤矿矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复文件。矿井瓦斯绝对涌出量0.52m3/min，相对涌出量3.12m3/t，二氧化碳绝对涌出量0.85m3/min，相对涌出量5.1m3/t，属低瓦斯矿井。原红岩煤矿2008年度未进行瓦斯鉴定，瓦斯等级沿用2007年度鉴定结果，为低瓦斯矿井。2.煤尘及煤层自燃倾向：2003年11月，原红岩煤矿在井下工作面采取了10号煤层煤样，并委托山西省煤炭工业局综合测试中心进行了煤自燃倾向性

25、鉴定。鉴定结果为：吸氧量1.2377cm3/g，自燃等级均为级，煤层为容易自燃煤层。3、煤尘爆炸危险性：2003年11月，原红岩煤矿在井下工作面采取了10号煤层煤样，并委托山西省煤炭工业局综合测试中心进行了煤尘爆炸性鉴定。鉴定结果为：火焰长度100mm，最低岩粉用量65%，煤尘有爆炸性。本次补充勘探，对煤层煤样进行了煤尘爆炸性测试，测试结果为7、10、11号煤层均具有煤尘爆炸性，结果见表5-2。综上，井田内7、10、11号可采煤层具有煤尘爆炸性。今后生产中必须完善综合防尘系统，及时处理浮煤和粉煤，必要时可洒岩粉，并进行喷水消尘，注意加强防爆措施，防止煤尘爆炸性事故发生。 3.地温：据调查，煤矿

26、在开采工程中，地温一直保持在正常值内，一般为16-17之间，地压也未见异常。第四章 施工方案及施工方法第一节施工方案根据主井井筒的技术特征及支护结构：该井筒采用机械化作业方式如下：、工作面掘进采用4台风动凿岩机同时作业。、打锚杆使用MQT130型锚杆钻机。、掘进、支护采用激光指向仪控制中腰线。、出矸、提升、运输。工作面耙装矸选用PZ90型耙斗机。使用JD-55绞车下放物料，矸石运输使用40T刮板输送机和胶带输送机。地面排矸选用装载机、翻斗自卸汽车排矸。、砼生产线：在地面井口附近设砼搅拌站。设1台JS500强制式搅拌机。砼运输：采用1tU形矿车运输。、作业方式采用“三八”作业制。表土及风化钢筋混

27、凝土浇灌段，一掘两支作业方式；基岩段掘支正规循环作业方式。第二节井筒施工方法一、表土、风化、破碎带段施工：该段施工长度70m，施工采用短段掘砌，段长46m。、掘进：掘进采用风镐掘进，如风搞掘进有困难时，采用打眼、放松动炮方法，然后用风镐修整巷道轮廓达到设计规格尺寸。、临时支护：（1）围岩比较稳定，层理、裂隙不发育采用喷射C10砂浆作临时支护，喷厚20-30mm。（2）围岩不稳定，层理、裂隙较发育采用18#槽钢加工金属拱形棚作临时支护，棚间距1m，背水泥背板。、装矸、提升运输：装矸使用耙斗装岩机，使用JD-55绞车下放物料，矸石运输使用刮板输送机和胶带输送机运输。、永久支护：（）模具：采用16#

28、（B型加厚）槽钢加工碹胎。 特制钢板加工铁碹板，长度3m。混凝土标号为C30（2）砼搅拌及运输：砼搅拌机设在井口一侧，搅拌好的砼经手推至工作面人工入模。（）砼振捣采用风(或电)动振捣棒振捣。（）永久支护工艺：当掘到46m后转入砌壁， 挖基础绑扎墙部钢筯支模浇注砼 立碹胎绑钢筯挂模板浇注砼。（浇注砼拱顶时从下往上逐段施工，段长4.5m为宜）。二、基岩锚喷支护施工方法基岩段锚喷支护173m，根据该段的支护特点，施工方法采用“三八”作业制，详见循环作业图表。1、钻爆（）基岩掘进采用钻爆法施工。全工作面使用4台7655型风动凿岩机同时作业。（）炮眼布置：掏槽眼采用楔形掏槽，掏槽眼深2.2m，其它炮眼2

29、.0m；周边眼按光面爆破布置，周边眼眼距350mm。并根据岩性变化，随时调整炮眼布置图及装药结构，以达到最佳爆破效果。（）爆破器材炸药选用岩石乳化炸药27200mm，每卷0.10kg。雷管选用毫秒1-5段电雷管。放炮电流：选用普通晶体管电容式发爆器。、锚杆支护：放炮后及时敲帮问顶、找净浮石，先进行临时支护。临时支护使用三根80mm钢管，长度3.0m，配六个专用吊梁器。如图所示。先施工打顶部锚杆、然后施工打帮锚杆。锚杆施工机具：顶锚杆及锚索施工使用MQT130型锚杆钻机；帮锚杆MQT130型锚杆钻机或使用7655型风动凿岩机及风煤钻。锚杆采用等强螺纹锚杆，间排距为800800mm，锚杆为2020

30、00mm ，每根锚杆采用一节K2335快速树脂药卷和一节Z2355中速树脂药卷。、出矸、运输、提升 出矸选用PZ-60型耙斗机、使用JD-55绞车下放物料，矸石运输使用40T刮板输送机和皮带输送机联合运输。地面排矸与运输：，矸石直接翻入井口存矸处，再装翻斗汽车运至排矸场。4、喷射砼喷射砼设计强度等级为C30,喷厚120mm, 喷射砼的混合料在地面使用搅拌机搅拌，然后装入矿车，运到耙斗机后人工卸入料仓，喷浆前在混合料中加入水泥，人工搅拌均匀后直接上喷浆机。喷射砼从基础开始，按先墙后拱的顺序，小时内喷完三个掘进班所掘巷道，并一次喷够设计厚度。四、收尾工程收尾工程包括：、拆除耙斗机及临时轨道 。、浇

31、注水沟、行人台阶、铺底。施工方法：拆除耙斗机后临时轨道，从下往上分段拆除，段长3050 m为宜。然后砌筑水沟、行人台阶和铺底。铺底时，采用人工平整巷道底板，夯实底部土层，然后从下往上采用混凝土（片石、砂浆）铺底。砼材料使用（或矿车运输，砼搅拌采用人工搅拌。并采用风(或电)动振捣棒振捣。第五章 施工辅助系统及设备第一节提升系统一、 提升设备选型及参数JD-55绞车验算： 绞车，牵引力40kn，绳径18.5mm，巷道坡度16，提升长度L343m，钢丝绳每米质量Q31.12kg，钢丝绳总破断力Qk=169kn,钢丝绳阻力系数F2=0.2, 矿车阻力系数F1=0.01矿车自重636kg,每矿车矸石重1

32、800kg，提升2辆矿车。（1）绞车强度校核 Fj=QO(sina+u1cosa)+PSBL(sina+u2cosa)=4872(sin160+0.01cos160)+1.12720(sin160+0.2cos160)=1770kg=17.46kn40kn。 提升机强度符合要求。 （2）钢丝绳校核：安全系数m=Qd/ QO(sina+u1cosa)+ PSBL(sina+u2cosa)=169/17.46=9.66.5。符合安全规定。第二节供电系统根据甲方提供的供电条件，施工采用10kv单回路电源，电源有矿方变电所引出。在井口适当位置设置临时变电所一座，安装S9-315/10kv/380V矿用

33、变压器1台，矿用变压器作为地面所有供电、主提风机专用。井下高压下井，采用KBSGZY-315/10KV移变供电，主要设备电压等级660v。采用电缆MY350+116从变电所引出，专供各个掘进迎头用电。负荷统计表设备名称台 数设备容量(kw)安装使用安装使用提升机11 压风机11250250工业广场及生活用电2016200160局扇339090搅拌站212222喷浆机3322.522.5皮带运输机11 74 2x37水泵211102x55电子计量系统1199潜水泵663333总计810.5770.5按最大同时利用系数0.9计算，0.9770.5= 732.6kw计划用于本工程的主要施工机械表机械

34、名称规格型号额定功率（kw）或容量（m3）或吨位（t）厂牌出厂时间数 量（台）用于施工部位新旧程度（%）小计其 中自有租赁输送机55kw华鑫2008.822主斜井100%刮板输送机40T40Kw11主斜井提升机JK-22.0256kw华光2009.611主斜井100%矿车JXH-61.1m3华光2009.266主斜井100%装载机ZL505t山工2008.1111 主斜井900%空压机LGS-40132kw 恒坚2008.1222主副斜井，回井100% 喷浆机HPZ-7B7.5kw华光2009.822主斜井100%耙装机P-90B45kw华光2009.711主斜井100%多级水泵D(MD)50

35、-5075kw博山2009.622主斜井100%潜水泵50SQW30-30-5.55.5kw博山2009.622主斜井100%对旋风机FBDNO5.6152kw太原海湖2009.322主斜井100%防爆馈电开关DW80-200350太原大铭防爆馈电开关DW80-350200低压开关柜GGD2-39C低压磁力起动器QC83-120120锚杆机MQT-1304.5 m3/min济宁鸿基第三节 信号、照明、通讯及监控井筒信号照明采用127伏电源，故选用防爆信号、照明综合保护装置，型号为ZXZ84.0。井筒通讯采用XJH127型多功能信号语音装置，照明采用60W/127V防爆白炽灯，电缆用34+14矿

36、用橡套电缆。信号设置地点：提升机房一个，卸载点二个，装载点一个信号发送区限：装载点发送信号至卸载点、卸载点发送信号至提升机房，装载点卸载点提升机房。但装载点不能与提升机房直接发送信号。一、瓦斯断电仪的安装和使用 1、瓦斯断电仪的安装瓦斯断电仪由工区根据断电范围及条件向通防部门申请，由通防工区负责安装、维护及数据管理。瓦斯断电仪的电源必须取自被控制开关的电源侧，严禁安装在被控制开关的负荷侧。2、瓦斯断电仪的使用安设位置:垂直悬挂在距顶板不大于0.3m，距巷道侧壁不小于0.2m；一部距迎头5m范围内的风筒异侧，另一部安放在距离巷道开门处10-15m的回风流中。T1瓦斯断电仪报警点0.8，断电点0.

37、8，复电点0.8。T2瓦斯断电仪报警点0.8，断电点0.8，复电点0.8。掘进过程中每隔500m设置一甲烷传感器，所设置甲烷传感器报警点0.8，断电点0.8，复电点0.8。瓦斯断电仪每7天由通防工区对瓦斯超限断电功能进行标校，当设备发生故障时必须汇报调度室并采取措施进行处理。二、便携式瓦斯报警仪的配备和使用 1、队长、技术副队长、机电队长必须携带便携式瓦斯报警仪，对其所经巷道内风流中的瓦斯进行不间断的监测，如有报警现象(瓦斯报警点为1.0)必须立即汇报调度室，并进行处理。2、工作面每班配备三台便携式瓦斯报警仪，一台悬挂在距顶板不大于0.3m，距巷道侧壁不小于0.2m，距迎头5m范围内的风筒另一

38、侧，并处于常开状态。另两台分别由班长及综掘机司机（放炮员）随身携带管理。每班由班长用便携式瓦斯报警仪与传感器进行对照。3、流动电钳工下井担负机电维修工作时，必须携带便携式瓦斯报警仪，在检修工作地点20m范围内必须检查瓦斯浓度，有报警现象时，不得通电或检修。三、工作地点附近设瓦斯检查牌板，牌板放置在距离施工迎头50m范围内，每班由专职瓦检员负责检查迎头瓦斯2次并有记录，严禁空班、漏检、造假数。第四节 压风地表设两台JWWJ20/8型压风机，经1594压风管路向井下供压风管、井下用风设备有：打眼时，可同时开5台风钻，其用风量4520 m3/min，如果使用风动潜水泵开机其耗风量为5 m3/min，

39、需2台20m3压风机同时开机。混凝土喷射机耗风量8 m3/min，应避开打眼高峰时间。第五节 排水井下涌水量按小于20 m3/h计，在距工作面大约50m处设一台D（MD）50-50(5级)型卧泵和容积为3 m3钢板制水箱（或设临时水仓），工作面积水由电动潜水泵（或风动潜水泵）排至水箱（水仓）内，卧泵将水箱（水仓）水经894.5排水管路转排至地面水沟。第六节 供水供水：施工用水源由甲方提供地面设蓄水池，容积为100 m3、水池设潜水泵经D50钢管向地面及井下供施工用水，斜井井巷设D40无缝钢管做为供水管路，工作面设分水器，供水打眼及其它用水。第七节 通风该井筒施工期间的通风采用压入式通风。 在地

40、面设 两台风机，一台使用一台备用。其型号为FBDNO5.6/211 kw 对旋式风机，风量324-215 m3/min，风压375-3690 Pa。当主风机有故障时，备用风机能立即启动，以保证掘进工作面正常通风。风筒选用600mm阻燃、抗静电胶质风筒。风量计算：采用局扇压入式供风，直径600mm胶布风筒跟迎头，风筒口距迎头不超过5m，局扇安装地面距井口20m以外，安设双风机双电源。（1）按同时工作最多人数计算：Q1=4N=430=120（m3/min）（2）按最低风速计算；2600.15掘 =914.59=131.31（m3/min）（3）按瓦斯涌出量计算4=100qk=1000.521.5=

41、78（m3/min）。风筒风阻及风机风压计算（1）、确定风筒的风阻要求风筒吊挂良好，查表并计算得风筒风阻6.68 千缪， （4）局扇全风压h扇全=RQ2=6.685.432=197（毫米水柱）=1970Pa（5）、选择局扇经上述计算知，FBDNO5.6/211型对旋风机可满足要求。第六章 工期、劳动力安排及施工组织机构第一节 施工工期安排说明井筒设计长度243m，日进4米，每月按26天施工， 进度105m/月，工期2.31个月。工程名称工程量m施工天数一月二月三月四月五月六月七月八月表土风化段7017.5基岩段17343施工进度计划图表第二节 劳动力安排 表土及风化段生产班次劳动力配制表岗位工种作 业 班 次一班二班三班打眼工及挖掘工6人0人0耙斗司机1人0人0队长2人2人2人信号把钩1人1人1人绞车司机1人1人1人钢筋绑扎、支模工044混凝土浇灌工088临时支护工3（兼）0人0人排水工1人1人1人安全员 1人1人1人瓦检员1人1人1人维修工1人1人1人小计15人20人20人合计55