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1、某某集团担炭沟煤业有限公司兼并重组整合矿井 施工组织设计施工单位：某某建设有限公司 日 期： 某某 年 12月 10 日目 录一、编制依据及原则1二、编制范围2三、施工组织总体目标2四、工程概况3五、施工准备及场地布置13六、生产系统15七、施工进度安排及施工劳动组织23八、主要工程项目的施工方案、施工方法24九、确保工程质量和工期的措施28十、确保冬季和雨季的施工安排40十一、质量保证体系及安全技术措施41十二、控制工程造价的主要措施73十三、文明施工与环境保护74十四、成品保护措施75附录：1、企业法人营业执照2、安全生产许可证3、企业资质证4、中华人民共和国组织机构代码证5、税务登记证6
2、、建筑施工企业项目负责人安全生产考核合格证书7、质量管理体系认证证书8、环境管理体系认证证书9、职业健康安全管理体系认证证书后附：某某集团担炭沟煤业有限公司兼并重组整合项目矿井主斜井施工组织设计一、编制依据及原则(一)编制依据1、国家质量监督检验检疫总局和建设部发布的煤炭工业矿井设计规范（GB50215-2005）；2、国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局颁发的煤矿安全规程（某某年版）；3、采矿工程设计手册；4、山西地宝能源有限公司2009年10月编制的某某集团担炭沟煤业有限公司兼并重组矿井地质报告；5、山西省煤炭工业厅晋煤规发某某362号关于某某集团担炭沟煤业有限公司兼并重组矿井地质
3、报告的批复6、山西源通煤矿工程设计有限公司某某年编制的某某集团担炭沟煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计及其批复7、山西源通煤矿工程设计有限公司提交的施工图设计图纸及其参考资料。(二)编制原则1、科学部署，统筹安排，合理组织，平行、交叉、流水作业，均衡生产。2、精心组织，加强管理，保工期、保质量、保安全。3、提高机械化施工程度，采用先进的施工方法和工艺。4、优化资源配置，实行动态管理。5、精打细算，降低工程成本。6、临正结合，节约用地，节约投资。7、文明施工，保护环境。二、编制范围某某集团担炭沟煤业有限公司新建主斜井、1号回风立井延深、井底车场及井底硐室、井底煤仓、进风斜巷、清理撒煤平巷、
4、10号煤总回风大巷、10号煤运输大巷、10号煤轨道大巷、10号煤回风大巷、10号煤上仓斜巷、10101工作面运输顺槽、10101工作面回风顺槽、10101工作面开切眼、10102回风顺槽、10102运输顺槽掘进头、10103回风顺槽掘进头、10号煤采区变电、10号煤采区水仓及泵房、4号煤甩车场、4号煤下运皮带巷、4号煤运输、轨道、回风大巷、4号煤采区变电所，4号煤采区水仓及泵房、4101工作面运输顺槽、4101工作面回风顺槽、4101工作面开切眼、4102运输顺槽、4102回风顺槽掘进头、4103运输顺槽掘进头、联络巷等。三、施工组织总体目标(一)工期目标本合同段工程计划于某某年12月29日开
5、工，2013年4月上旬竣工，总工期安排28个月。 (二)质量目标加强全面质量管理，执行国家和煤炭行业部门有关加强质量管理的法规与文件，按ISO9000体系组织施工，以矿山工程施工及验收规范和合同相关规定为检验标准，认真组织施工生产，工程合格率100%，优良率95%以上，确保工程量质量达到省级优质工程。(三)安全目标以“安全第一、预防为主、综合治理”为指导方针，杜绝重伤及以上人员事故，杜绝重大机械、设备损坏事故，杜绝火灾和主要责任的重大交通事故及其它重大事故，千人负伤率控制在4以内。(四)文明施工目标严格执行ISO14000环境管理和职业安全卫生体系，不发生环境污染事故。文明施工树样板，创优质文
6、明施工工地。四、工程概况 (一)交通及地理位置该井田位于山西省吕梁市离石区西北约12km处的袁家岭村，行政区划隶属西属巴镇，井田地理坐标为：东经11104551110759，北纬373525373627。井田东南距离石区约12km，井田内有西（属巴）茂（塔坪）公路通过，经西茂公路向东与太（原）临（县）公路相连。井田南距离（石）军（渡）高速公路约10 km，南距孝柳铁路约15km，交通较为便利。(二)地形、地貌本井田属吕梁山系，为典型的黄土高原地貌，侵蚀地形，为强烈切割的梁峁状黄土丘陵，冲沟密集而狭窄，形态多呈“V”形，与黄土梁、峁、垣相间分布。总的地势西高东低，最高点位于井田西部后梁圪塔，高程
7、为1263.4m，最低点位于井田东部属巴沟沟谷，高程为973m，地形最大相对高差约290.4m。 (三)气候条件井田地处晋西北黄土高原，属暖湿带大陆性季风半干旱气候，四季分明，春季多风干旱，夏季炎热多暴雨，秋季雨水集中，冬季雪少寒冷，年平均气温8.6-11.4，极端最高气温38.1(1985年7月18日),极端最低气温-21.7(1984年12月24日)。年平均降水量464.2m,雨水多集中在6-9月份,年蒸发量1766.2-2171.7mm。霜冻期一般始于10月上旬，终于翌年3月。风向多为西北风，最大风速4m/s。最大冻土深度为1m左右。 (四)地震情况根据建筑抗震设计规范（GB50011-
8、2001），本区地震动峰值加速度为0.05g，地震烈度为度。历史记载附近未发生过大地震。只在1829年4月(清道光九年三月)离石发生过5.25级地震，震中位置为北纬3730，东经11112。(五)地质概况1、地层该井田位于河东煤田离石煤炭国家规划矿区中段的西部边缘，井田内大部为黄土覆盖，井田南部沟谷中零星出露的基岩为二叠系上统上石盒子组。根据地表出露、矿井揭露和钻探揭露资料，现将井田内发育地层由老到新叙述如下： (1)奥陶系中统峰峰组（O2f）埋藏于井田深部，为煤系之基底，区域厚度大于100m。上部50m左右为灰色、蓝灰色石灰岩夹浅灰或灰黄色泥灰岩，灰岩致密坚硬，较为纯净，多呈厚层状或巨厚层状
9、，地表及浅部溶洞发育；其下40m段距为石膏带；再往下为深灰色石灰岩，富含珠角石，左旋螺等动物化石，属浅海相沉积。(2)石炭系中统本溪组（C2b）平行不整合于下伏奥陶系灰岩侵蚀面上，为一套海陆交互相沉积，全组厚24.0548.71m,平均35.33m,通常底部为黄铁矿及铝土混生体。中上部为灰色泥岩、砂质泥岩互层，夹1-3层不稳定的石灰岩及薄煤线。(3)石炭系上统太原组（C3t）连续沉积于本溪组之上，为一套海陆交互相含煤建造，井田主要含煤地层之一。地层厚度76.8698.52m，平均86.25m，根据岩性岩相和沉积旋回特征，可大体分为两部分：下部：由K1砂岩底至L1灰岩底。由灰白色砂岩、深灰色砂质
10、泥岩、泥岩及煤层组成，底部K1砂岩为灰白色细、中粒石英长石砂岩，层位稳定，厚度2.037.91m，一般5.02m。含煤3层，分别为10、11、12号，其中10号煤层为稳定可采煤层，其它煤层不可采。上部：由L1灰岩底至L5灰岩顶，主要由深灰色、灰黄色、褐黄色石灰岩、灰深灰色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩和煤层组成。3层石灰岩自下而上分别为L1灰岩、K2灰岩、L5灰岩，L1灰岩深灰色、灰黄色、褐黄色，厚约16m左右，顶部有时为泥灰岩，中部常夹薄层砂质泥岩或泥岩；K2灰岩深灰色，致密，坚硬，常见有腕足类及其它动物化石，厚度一般8m左右；L5灰岩深灰色，致密，坚硬，裂隙中常有方解石脉充填，含黄铁矿集合体，厚度
11、3.15m左右。含6、7号煤层，均为不可采煤层。(4)二叠系下统山西组（P1s）连续沉积于下伏太原组之上，以L5灰岩顶板为其底界，为一套陆相碎屑岩含煤沉积，为井田含煤地层之一。厚度66.4879.97m，平均72.82m。岩性由深灰色、灰黑色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、砂岩以及煤层组成。所含煤层有02、03、1、2、3、4、4下、5号。其中4号煤层为稳定大部可采煤层，其余煤层均为不可采煤层。(5) 二叠系下统下石盒子组（P1x）与下伏山西组整合接触。全组厚88.95105.45m,平均98.00m。岩性下部以深灰色、灰色泥岩为主，夹有灰色、灰绿色砂岩；中部为灰色泥岩，局部夹薄层状含砾砂岩，与黑灰色
12、、深灰色泥岩互层。上部为紫红色、灰黄色泥岩、夹有灰绿色、深灰色砂岩及砂质泥岩。顶部为紫红色花斑状铝质泥岩（俗称桃花泥岩）。(6)二叠系上统上石盒子组（P2s）以K6砂岩为基底，与下伏地层整合接触，本组在井田内仅赋存于中部，最大厚度260m左右。岩性为紫色、黄绿色粉砂岩、砂质泥岩、泥岩及黄绿色砂岩。(7)上第三系、第四系（N+Q）上第三系上新统（N2）：为棕红色砂质粘土、砾石层，不整合覆盖于基岩之上。底部为半胶结砾石层，砾石为石灰岩及少量片麻岩，夹有钙质结核，厚度一般20m左右。第四系中上更新统（Q2+3）：上部为淡黄色黄土、沙土、亚沙土，质软、疏松，垂直节理发育，局部含砾石层。下部为棕黄色沙土
13、、粘土、棕红色粘土，含条带状钙质结核，厚30m左右。第四系全新统（Q4）：主要分布于井田中部的属巴沟沟谷中，由近现代冲、洪积砂、砾及沙土组成。厚度08m，一般3m左右。2、地质构造井田内构造总体为一不对称的向斜构造（中阳离石向斜），向斜轴位于井田西部，轴向由北向南由近南北转为北北西，向斜轴向北倾伏。两翼地层倾角相差较大，西翼较陡，倾角在1025之间，东翼较缓，倾角28。在井田中部、中阳离石向斜东翼发育一宽缓的背斜，背斜轴北西西。在生产中共揭露了5条断层（见表3-1），5条断层在巷道掘进及回采时均有揭露，均为正断层，落差最大10m。未发现陷落柱及岩浆侵入等地质现象。综上所述，井田内构造简单，构造
14、类型属类。3、可采煤层兼并重组后采矿证批准开采410号煤层，各可采煤层叙述如下：(1) 4号煤层位于山西组下部，距下部太原组顶L5灰岩约25m左右，煤层厚度1.301.82m，平均1.67m，4号煤层部分采空，为全区（赋存区）稳定可采煤层，煤层结构简单，局部含一层夹石，夹石最大厚度0.30m，煤层顶板为砂质泥岩，底板为细砂岩。在井田东部及西部均有出露。 (2)10号煤层位于太原组中部，上距4号煤层约61.22m左右，煤层厚度1.633.40m，平均2.70m，煤层结构简单较简单，常含一层夹石，局部含3层夹石，单层夹石最大厚度0.20m，为全区稳定可采煤层，煤层顶板为石灰岩，底板为砂质泥岩。在井
15、田西部出露，东部有风氧化现象。可采煤层特征表地层煤层煤层厚度最小-最大平均（m）夹石数结构层间距最小-最大平均（m）可采性稳定性顶底板岩性顶板底板山西组41.30-1.821.670-1简单55.25-73.3661.22（赋存区）全区可采稳定砂质泥岩细砂岩太原组101.63-3.402.700-3简单-较简单（赋存区）全区可采稳定石灰岩砂质泥岩4、含水层(1)奥陶系灰岩岩溶裂隙含水层13.35L/s.m0.00076L/s.m主要是灰岩和白云质灰岩。据详查勘探水文地质资料，该含水层在赋存较浅区域，富水性强，单位涌水量1.7213.35L/s.m；赋存较深区域，富水性弱，单位涌水量0.0007
16、6L/s.m，渗透系数0.0047m/d。该含水层在本井田东、西部埋藏较浅，富水性强；中部埋藏较深，富水性弱。据详查报告资料，4号钻孔奥灰水位标高为811.87m，该孔位于本井田南约5km处,推测本井田奥灰水位标高在819822m。(2)太原组岩溶裂隙含水层太原组赋存三层发育稳定的石灰岩，自下而上分别为L1、K2和L5，厚度分别为16、7.45、3.15 m左右，本含水层以L1和K21.204L/s.m查报告资料，浅部岩溶裂隙较发育，富水性强，钻孔钻至该灰岩层段时，均有不同程度漏水现象。井田东南部外约1.7km处的37号孔抽水试验，单位涌水量1.204L/s.m，渗透系数9.55m/d。水位标
17、高961.67m。深部岩溶裂隙不发育，富水性弱，井田西北部外约0.7km处的35号孔抽水试验，抽水几分钟后，水位即由57.03m降至95m以下，恢复99h后，才升到83.86m，说明基本不含水，水位标高1017.81m。水质类型为HC03-CaMgNa型，矿化度0.464g/L。(3)山西组砂岩裂隙含水层0.00012l/s.m岩为主，裂隙不发育，据离石勘探区详查报告资料，钻孔简易水文观侧，钻至该层段时，冲洗液消耗量并无明显增大,含水弱。35号孔抽水试验，单位涌水量0.00012l/s.m，渗透系数0.0012m/d。水质类型为HC03SO3-CaMgNa型，矿化度0.696g/L。(4)石盒
18、子组砂岩裂隙含水层井田内沟谷中有零星出露，本组砂岩含水层厚度大，浅部含水层易于接受补给，富水性较强，沟谷中有泉出露，但流量很小。0.0025L/s.m35号孔钻孔抽水试验资料，单位涌水量0.0025L/s.m, 渗透系数为0.0033m/d。水质类型为HC03SO3-NaMgCa型，矿化度0.534g/L。(5)第三、四系砂砾孔隙含水层。主要分布于属巴沟沟谷中，以沙砾层为主，厚度3m左右。当地民用井最大出水量30m3/d，富水性较弱。水质类型为HC03SO3-CaMg型，矿化度0.544g/L。为当地村民重要的生活水源。5、井田主要隔水层井田隔水层主要为石炭系中统本溪组及太原组下部泥质岩隔水层
19、组，岩性由铝土泥岩，砂质泥岩和泥岩组成，总厚度80m左右，岩性致密、细腻，具有良好的隔水作用，阻断了奥陶系岩溶水与太原组岩溶裂隙含水层之间的水力联系。此外，相间于各灰岩、砂岩含水层之间厚度不等的泥岩、砂质泥岩亦可起到层间隔水作用。 6、矿井涌水量该矿现采4号煤层，而且有多年的开采历史，矿井涌水量与产量有一定的相关性，因此，可用类比法预计矿井涌水量。矿井涌水量预计公式：Kp=Qo/Po Q=KpP式中：Kp-含水系数（m3/t）Qo矿井涌水量 （m3/d）Po日均产量（t/d）Q-矿井预算涌水量（m3/d）P-设计生产能力（t/d）矿井整合改造后开采4号煤层，设计能力90万t/a，平均日产272
20、7t/d。据本矿各参加整合矿井涌水统计：原担炭沟煤矿生产能力21万t/a，正常涌水量288m3/d左右，最大涌水量432m3/d，正常含水系数0.453m3/t，最大含水系数0.679m3/t；原石州煤矿生产能力15万t/a，正常涌水量240m3/d左右，最大涌水量360m3/d，正常含水系数0.527m3/t，最大含水系数0.791m3/t；井田北部的原燕沟煤业有限公司生产能力21万t/a，矿井正常涌水量460m3/d，最大涌水量650m3/d，正常含水系数0.723m3/t，最大含水系数1.022m3/t。平均正常含水系数0.568m3/t，最大含水系数0.831m3/t。井田内10号煤层
21、目前矿井尚未揭露，根据井田南部相邻的原山西离石南沟煤业有限公司和原山西吕梁万峰荣泰煤业有限公司开采10号煤层，根据该两个矿井的涌水量预算本矿井涌水量如下：原山西离石南沟煤业有限公司批采10号煤层，现采10号煤层，生产能力15万t/a，矿井正常涌水量350m3/d，最大涌水量430m3/d。采用上述方法计算正常含水系数0.7802m3/t，最大含水系数0.9451m3/t。原山西吕梁万峰荣泰煤业有限公司批采4、6、10号煤层，现采10号煤层，生产能力30万t/a，矿井正常涌水量400m3/d，最大涌水量510m3/d。采用上述方法计算正常含水系数0.4400m3/t，最大含水系数0.5611m3
22、/t。根据上述计算结果平均正常含水系数0.6101m3/t，最大含水系数0.7531m3/t。结合本矿实际情况，前期主、辅助水平同时开采时，主水平10号煤层生产能力60万t/a，辅助水平4号煤层生产能力30万t/a，则辅助水平正常涌水量：Q正常=9090.568=516m3/d。辅助水平最大涌水量：Q最大=9090.831=755m3/d。主水平正常涌水量：Q正常=18180.6101=1109m3/d。主水平最大涌水量：Q最大=18180.7531=1369m3/d。矿井正常涌水量：Q正常=1625m3/d。矿井最大涌水量：Q最大=2124m3/d。后期只开采主水平10号煤层时矿井正常涌水量
23、：Q正常=27270.6101=1664m3/d。矿井最大涌水量：Q最大=27270.7531=2054m3/d。10号煤层根据邻矿资料进行预算，其结果仅供参考。 (六)瓦斯、煤尘爆炸性及煤层自燃倾向性1、瓦斯据山西省煤炭工业厅文件晋煤瓦发某某874号关于某某集团担炭沟煤业有限公司10号煤层瓦斯涌出量预测的批复，矿井在开采10号煤层时，矿井最大绝对瓦斯涌出量13.75 m3/min，最大相对瓦斯涌出量为7.26 m3/t，属于低瓦斯矿井。2、煤尘爆炸性据本矿2009年9月在井下取样送山西省煤炭工业局综合测试中心进行煤尘爆炸危险性测试，其结果：4号煤层火焰长度260mm，加岩粉用量65%，有煤尘
24、爆炸危险性；10号煤层火焰长度60mm，加岩粉用量70%，有煤尘爆炸危险性。本次生产补充勘探，在ZK-1、ZK-2钻孔中取样送山西省煤炭工业局综合测试中心进行煤尘爆炸危险性测试，其结果：4号煤层火焰长度分别为150、110mm，加岩粉用量分别为75%、70%，均有煤尘爆炸危险性；10号煤层火焰长度分别为80、240mm，加岩粉用量分别为70%、80%，均有煤尘爆炸危险性。在今后生产中，要加强洒水除尘和防爆工作，防止煤尘爆炸事故的发生。3、自燃倾向性据本矿2009年9月在井下取样送山西省煤炭工业局综合测试中心进行煤的自燃倾向性测试，其结果：4号煤层全硫0.63%，吸氧量0.69cm3/g，自燃倾
25、向性等级，为自燃煤层。10号煤层全硫2.43%，吸氧量0.70cm3/g，自燃倾向性等级，为自燃煤层。本次生产补充勘探，在ZK-2钻孔中取样送山西省煤炭工业局综合测试中心进行煤的自燃倾向性测试，其结果：4号煤层全硫为0.44%，吸氧量为0.66cm3/g，自燃倾向性等级为，自燃倾向性为自燃煤层；10号煤层全硫分别为2.77%、0.50%，吸氧量分别为0.70、0.69cm3/g，自燃倾向性等级均为，自燃倾向性为自燃煤层。在今后的生产中要尽量减少浮煤，对废弃巷道全部密闭，认真调查地面裂缝，并进行填堵4、地温、地压本井田未做过地温和地压测试工作，煤矿开采至今未发现有地温异常和地压异常现象。 (七)
26、开拓系统1、井田开拓原山西吕梁离石区担炭沟煤业有限公司行人斜井落底10号煤层，主立井、副立井落底4号煤层，针对矿井工业场地位置，结合井田内煤层埋藏深度、矿井井型、煤层赋存条件、开采技术条件、井筒提升设备、井上下布置、上组煤服务年限等因素，考虑到斜井下大件比立井下大件方便，斜井作为安全出口比立井作为安全出口安全性更好，故本次设计在矿井工业广场新掘一个斜井。设计采用斜井开拓，具体如下：矿井采用斜井开拓，利用原山西吕梁离石区担炭沟煤业有限公司行人斜井为本次设计的副斜井（地质报告中行人斜井的井口标高为+1053.68m，经与矿方核实为行人斜井顶部标高，行人斜井净高3.6m，故行人斜井井口标高为+105
27、0.08m，考虑到工业广场汇水面积与最高洪水位标高，本次设计把行人斜井井口标高抬高0.92m，即设计中副斜井的井口标高为+1051m）；延深原山西吕梁离石区担炭沟煤业有限公司主立井为本次设计的1号回风立井，1号回风立井与10号煤的回风大巷相连，利用原山西吕梁离石区担炭沟煤业有限公司副立井为本次设计的2号回风立井，2号回风立井与4号煤的回风大巷相连，1号回风立井和2号回风立井并联作为本次设计的回风立井；在原山西吕梁离石区担炭沟煤业有限公司主立井西侧荒沟里新建主斜井。 (见图3-3-1、2、3)。主斜井净宽5.0m，净断面积为16.3m2，倾角23，斜长573m,井筒落底于10号煤层底板。井筒内装
28、备1.0m宽的胶带输送机、架空乘人器及台阶扶手，担负矿井原煤提升和进风任务，为矿井的一个安全出口。副斜井净宽4.5m，净断面积为12.96m2，倾角22，井筒落底于10号煤层底板，见10号煤斜长574m。井筒内装备30kg/m的单轨，台阶扶手，担负矿井材料设备、矸石等辅助提升和进风任务，为矿井的一个安全出口。1号回风立井净直径4.5m，净断面积15.9m2，垂深220m，装备梯子间担负矿井回风任务，为矿井的一个安全出口。2号回风立井净直径3.5m，净断面积9.62m2，垂深153m，装备梯子间担负矿井回风任务，为矿井的一个安全出口。根据主、副井井筒落底点标高，结合井田几何特征和煤层赋存状况，设
29、计以一个主水平开采井田内的10号煤层，主水平标高+835m，一个辅助水平开采井田内的4号煤层，辅助水平标高+910m，全井田主水平划分为三个采区，辅助水平划分为一个采区。设计主斜井、副斜井、1号回风立井均落底于10号煤层， 2号回风立井落底于4号煤层。副斜井通过甩车场与辅助水平4号煤层轨道大巷相连，通过井底平车场与主水平10号煤层相连。矿井同时开采主水平10号煤层和辅助水平4号煤层。矿井开采全井田主水平10号煤层时，新掘主斜井井筒落底于10号煤层底板，在距主斜井井底斜长近15m处布置高抬式井底煤仓，煤仓高度30m，煤仓上口布置在4、10号煤层中间的岩层中，10号煤运输大巷通过上仓皮带巷与煤仓上
30、口相连，煤仓上口通过进风斜巷与主斜井相连，煤仓下口通过清理撒煤平巷与主水平10号煤层一采区轨道大巷相连。副斜井落底于+835m标高，在+835m标高建井底平车场，井底平车场通过集中轨道大巷与主水平10煤层一采区轨道大巷相连。主水平10号煤层一、二采区运输、轨道、回风大巷顺着F2断层的走向沿10号煤顶板布置，在集中轨道大巷与主水平10煤层一采区轨道大巷相连处向正西方向掘主水平10煤层三采区的三条大巷，主水平10号煤三采区的轨道、回风大巷沿10号煤顶板布置，主水平10号煤三采区的运输大巷在10号煤层倾角不大的区域沿煤层顶板布置，在倾角变大的区域以16的岩巷布置。1号回风立井通过主水平10号煤层集中
31、回风大巷与10号煤层一采区回风大巷相连。辅助水平利用原有在井田中央布置的4号煤层运输、轨道、回风大巷的部分巷道，向东延长三条大巷至2号回风立井东50m处时，向南掘辅助水平4号煤层三条大巷至井田边界。 辅助水平4号煤层运输大巷通过下运皮带巷与矿井井底煤仓上口相连，轨道大巷通过甩车场与副斜井相连，2号回风立井与回风大巷相连，形成辅助水平4号煤层的通风、运输系统。井下大巷主运输采用胶带输送机运输方式。主水平大巷辅助运输巷道采用无极绳连续牵引车及调度绞车，辅助水平大巷辅助运输巷道采用调度绞车，井下采用600mm轨距、1.0t系列矿车运输。副斜井井底车场平车场内布置有中央变电所、水泵房、水仓等主要硐室。
32、2、井下大巷布置形式辅助水平大巷布置辅助水平利用原有在井田中央布置的4号煤层运输、轨道、回风大巷的部分巷道，向东延长三条大巷至2号回风立井东50m处时，向南掘辅助水平4号煤层三条大巷至井田边界。 主水平大巷布置主水平开采的10号煤层共布置三条大巷，分别为10号煤胶带大巷、10号煤轨道大巷和10号煤回风大巷，均沿10号煤层顶板布置。3、巷道断面及支护形式主水平10号煤层运输、轨道大巷、回风大巷沿10号煤顶板布置。运输大巷断面净宽4.5m，净高3.0m，净断面13.5m2，矩形断面，锚网喷加锚索支护，巷道内铺设带宽1000mm的胶带输送机，并铺设22kg/m，轨距600m的检修轨，巷帮两侧留够综合
33、管线及人行道距离，锚杆为直径18mm，长2000mm的树脂锚杆，锚索采用15.24,17股钢绞线锚索，长7.5m；轨道大巷净宽4.5m，净高3.0m，净断面13.5m2，矩形断面，锚网喷加锚索支护，巷道内铺设30kg/m，轨距600m的单轨，巷帮两侧留够综合管线及人行道距离，锚杆及锚索支护材料同10号煤层运输大巷；回风大巷断面净宽4.5m，净高3.0m，净断面13.5m2，矩形断面，锚网喷加锚索支护，锚杆及锚索支护材料同10号煤层运输大巷。主水平集中轨道大巷断面尺寸、支护形式同主水平轨道大巷，主水平集中回风大巷断面尺寸、支护形式同主水平回风大巷。辅助水平4号煤层运输、轨道、回风大巷均沿4号煤层
34、底板布置，运输大巷净宽4.0m，净高2.5m，净断面积10m2，矩形断面，锚网喷加锚索支护；轨道大巷净宽3.0m，净高2.5m，净断面积7.5m2，矩形断面，锚网喷加锚索支护；回风大巷净宽3.0m，净高2.5m，净断面积7.5 m2，矩形断面，锚网喷加锚索支护。(八)主要工程数量见附表。五、施工准备及场地布置(一)供电系统：矿井新建一座35kV变电站，采用双回35kV架空线路引接矿井电源，其一回电源引自上安110kV变电站35kV母线段，距离2.6km；另一回电源引自枣林110kV变电站35kV母线段，距离9km,供电电源可靠。 (二)供水、排水系统：1、供水：由地面高山静压水池敷设洒水管路到
35、各个用水地点。2、排水：在各个掘进工作面设小水泵，通过副斜井排到地面。(三)通风系统：大巷及4号煤顺槽掘进工作面选用FBD5.6/112KW局部通风机压入式通风。10号煤顺槽掘进工作面选用FBD5.6/152KW局部通风机压入式通风。(四)施工道路：地面场区公路网完备，井下系统利用现有巷道布置可以满足运输、通风和行人要求。(五)施工场地布置：1、场地布置根据现有的工业广场条件及施工需要，合理布置设备存放、加工维修场地、办公室、工人宿舍、会议室、库房、食堂、临时浴室、厕所等。2、对临时施工及场地布置的要求(1)临时房布置力求紧凑，房屋高度一致，整齐美观，门面抹灰粉刷，室内取暖生火炉。(2)场地全
36、部用砖或砼硬化，井口设工程牌板等。(六)技术准备及时召开技术人员会议，完成施工控制测量、消防布置、技术交底与贯彻学习，编制作业规程。六、生产系统 (一)掘进工作面所需风量计算1)4号煤一采区掘进工作面实际需要风量计算煤巷、半煤岩巷和岩巷独头通风掘进工作面的风量，应按瓦斯（或CO2）涌出量、炸药用量、局部通风机吸风量、同时工作的最多人数分别计算，取其中最大值，并用风速验算。、按瓦斯涌出量计算Q掘=100q掘K掘通式中：Q掘掘进工作面实际需要的风量，m3/s；q掘一个掘进工作面瓦斯绝对涌出量， m/min；K掘通掘进工作面瓦斯涌出不均衡的风量系数，取1.5。则Q普掘=1000.1551.5=23.
37、25m3/min=0.39m3/s、按二氧化碳涌出量计算Q掘=67q掘K掘通式中：Q掘掘进工作面实际需要的风量，m3/s；q掘一个掘进工作面CO2绝对涌出量，m/min；K掘通掘进工作面CO2涌出不均衡的风量系数，取1.5。则Q综掘=670.1351.5=13.57m3/min=0.23m3/s、按局部通风机吸风量计算Q掘QfI+600.25SQf掘进面局部通风机实际吸风量，m3/s。普掘掘进工作面选用FBD5.6/211型对旋轴流式局部通风机，额定风量230340m3/min； I掘进面同时运转的局部通风机台数，取1台；S掘进工作面断面积，运输顺槽取8m2，回风顺槽普掘取6.0 m2Q运输=
38、3401600.258.0 =460m3/min=7.7m3/sQ回风=3401600.256.0 =430m3/min=7.17m3/s、按炸药使用量计算Q普掘=25A普掘式中：Q普掘普掘掘进工作面需要风量，m3/min；A普掘掘进工作面一次爆破的最大炸药用量，A普掘=6kg。Q普掘=256=150m3/min=2.5m3/s、计算按人数计算Q掘4Nj式中：4每人每分钟供给的风量不得小于4m3；Nj掘进工作面同时工作的最多人数，取20人。Q普掘420=80m3/min=1.33m3/s、按风速进行验算按煤矿安全规程规定，煤巷、半煤巷掘进工作面的风量应满足：0.25Sj Q掘4Sj式中：Sj掘
39、进工作面巷道过风断面，m2。运输顺槽取8m2，回风顺槽普掘取6.0 m2条件：0.25S掘Q掘4.0S掘，m3/s即：0.258.0Q普掘4.08.02.07.732即：0.256.0Q普掘4.06.01.57.1724经验算，按局部通风机吸风量计算的掘进工作面风量符合煤矿安全规程的规定风速要求。综上所述，取最大计算值，并经风速校验，确定每个掘进工作面需风量为8m3/s。两个掘进工作面为16 m3/s。2)10号煤一采区掘进工作面实际需要风量计算煤巷、半煤岩巷和岩巷独头通风掘进工作面的风量，应按瓦斯（或CO2）涌出量、炸药用量、局部通风机吸风量、同时工作的最多人数分别计算，取其中最大值，并用风
40、速验算。、按瓦斯涌出量计算Q掘=100q综掘K掘通式中：Q掘掘进工作面实际需要的风量，m3/s；q综掘掘进工作面瓦斯绝对涌出量，m/min；K掘通掘进工作面瓦斯涌出不均衡的风量系数，取1.5。则Q综掘=1001.071.5=160.5m3/min=2.675m3/s、按局部通风机吸风量计算Q掘QfI+600.25SQf掘进面局部通风机实际吸风量，m3/s。掘进工作面选用FBD5.6/215型对旋轴流式局部通风机，额定风量240430m3/min； I掘进面同时运转的局部通风机台数，取1台；S掘进工作面断面积，运输顺槽取13.8m2，回风顺槽取12m2Q运输=4301600.2513.8 =63
41、7m3/min=10.6m3/sQ回风=4301600.2512 =610m3/min=10.2m3/s、按炸药使用量计算综掘工作面不使用炸药，因此无需进行此项计算。、计算按人数计算Q综掘4Nj式中：4每人每分钟供给的风量不得小于4m3；Nj工作面同时工作的最多人数，取20人。Q综掘420=80m3/min=1.33m3/s、按风速进行验算按煤矿安全规程规定，煤巷、半煤巷掘进工作面的风量应满足：0.25Sj Q掘4Sj式中：Sj掘进工作面巷道过风断面，m2。运输顺槽取13.8m2，回风顺槽取12m2条件：0.25S掘Q掘4.0S掘，m3/s即：0.2513.8Q运掘4.013.83.4510.
42、655.2即：0.2512Q运掘4.012410.248经验算，按局部通风机吸风量计算的掘进工作面风量符合煤矿安全规程的规定风速要求。综上所述，取最大计算值，并经风速校验，确定两个掘进工作面需风量为22 m3/s。 (二)通风设施及瓦斯管理1、通风管理(1)矿井必须采用机械式通风，保证通风机的连续运转。(2)必须建立矿井测风制度，每10天进行1次全面测风，并记录在测风地点的测风记录板上。且严格按该规定执行。(3)矿井必须有完整的独立的通风系统，掘进巷要形成独立的回风系统。(4)掘进工作面的进、回风不得过采空区或冒顶区。(5)局部通风机必须安置进风巷中，距回风口10米以外的距离，以防形成循环风，
43、风筒口距工作面要保持小于风量的有效射程内。(6)局部通风必须实现“三专两闭锁”，并保证“双风机双电源且能自动切换”。(7)施工人员必须爱护通风设施，决不允许有任何破坏通风设施的行为，如发现通风设施损坏，应立即汇报，及时处理。(8)严禁断开风袋作业，保证局扇连续可靠运转。(9)严禁无计划停电、停风，一旦因停电或风机出现故障停风时，要及时汇报矿总工，并马上撤出人员。送电送风时，必须先经瓦斯员检查瓦斯，确认局部通风机及其开关附近地点20m范围内风流中的瓦斯浓度不超过0.5%，方可启动局部通风机，并做到选送风、后送电（动力电）。(10)通风仪表不得损坏，如发现损坏严肃处理。风筒要逢环必挂，不漏风，迎头
44、风筒落地。(11)风机的稳装、通风设施的构筑必须符合要求。2、瓦斯管理的有关规定(1)瓦检人员必须按照煤矿安全规程的有关规定进行认真的井下检测工作。班前、班后入井检查各掘进工作面、进风巷、回风巷的瓦斯浓度二次。本班不从事生产的工作面至少检查一次瓦斯的浓度。每次停风后、恢复通风前必须检查瓦斯浓度。(2)瓦检人员必须执行巡回检查制度、对所有容易积存瓦斯的地点进行了巡回检查，即掘进工作面的进风流、回风流、电器设备附近20m处、局扇吸风口等。(3)瓦检员不准空班、漏班、假检，并要认真填写瓦斯日报表，发现问题及时报告矿长和矿技术负责人。(4)工作面风流中瓦斯浓度达到1%时，必须停止掘进，达到1.5%时，
45、必须停止工作，断开电源，撤出人员，进行处理；瓦斯超标时，瓦检员有责任停止现场作业，指挥现场人员撤到安全地点。(5)工作面风流控制必须可靠，必须配备专职瓦斯检查工，瓦斯检查做到“三对口”，不漏检、空检、假检。如有超限，立即停止作业，撤出人员采取措施，并汇报矿领导。(6)矿技术负责人必须每日审阅瓦斯日报表、掌握井下瓦斯变化情况，发现问题及时处理。(7)所有电气设备必须防爆，经防爆组检查合格后方可下井，井下电器设备不允许明火作业，更不允许带电操作。(8)每个入井人员必须随身携带自救器。3、通风检测(1)掘进巷道每10天测风一次，并记在记录牌上，保证风量满足要求。(2)加强局部通风机风筒管理，减少漏风
46、，保证出风口风量。(三)综合防尘1、掘进机必须设置内外喷雾装置，做到开机开水、停机停水，当无法实现内喷雾要求时，必须配备除尘设备。2、巷道要设置防尘洒水管路，洒水管末端距工作面迎头距离最远不超过30m，巷道每隔100m，设置一个三通阀门。3、巷道内不得有厚度超过2mm连续长度超过5m的煤尘堆积。4、巷道要求每五天进行一次冲洗除尘且保证雾化良好，彻底清徐顶帮及设备上的浮尘，对不适宜用洒水方法除尘的电气设备必须用干燥的棉纱擦试除尘，严禁用湿棉擦试。5、加强个人防尘管理，工作面施工人员必须佩戴防尘口罩。6、利用综掘机喷雾降尘系统降尘，截割时必须打开内外喷雾。(四)防灭火1、防治外因火(1)在井下不得施焊(2)凡在井下使用油脂、布头、棉丝等，必须存放在盖严的铁桶内，用过的必须及时运出地面，不得扔在井下。(2)各种电器设备要安装相应的保护装置，不得失爆。(4)浮煤清至见硬底，风筒、电器设备上的浮煤每个圆班清扫一次。2、防治内因火(1)严格按设计进行施工作业，不
