主副井施工组织设计

主、副斜井掘进工程施 工 组组 织 设 计计二00九年年五月十日目 录录编制依据及及编制原原则第一章 工工程概况况第二章 施施工准备备第三章 施施工方案案及凿井井系统设设置第四章 循循环作业业方式及及劳动组组织第五章 主主要施工工设备选选型及计计算第六章 工工程进度度计划及及保证措措施第七章 质质量目标标及工程程质量保保证措施施第八章 安安全技术术措施第九章 文文明施工工、环保与消消防第十章 主主要经济济技术指指标第十一章 施工工中需要要补充的的专项安安全技术术措施一、编制依依据(1)和和丰鲁能能煤电化化开发有有限公司司沙吉海海矿井井井筒掘进进工程施施工合同同及相关关施工图图纸、技技术资料料等。(2)矿矿山井巷巷工程施施工及验验收规范范、煤煤矿井巷巷工程质质量检验验评定标标准、煤煤炭建设设工程质质量技术术资料管管理规定定与评级级办法、组合钢模板技术规范、混凝土强度检验评定标准、混凝土外加剂应用设计规范、煤炭工业煤矿井巷工程建设安装工程单位工程质量保证资料评级办法、煤矿建设安全规程、矿山安全法、煤矿安全规程等与本标工程有关的国家及部颁现行的各种技术规范、规程、规定。(3)企业业自身施施工综合合能力。二、编制原原则(1)根据据沙吉海海矿井斜斜井工程程特点并并结合我我处技术术实力，确确定合理理的施工工方案。(2)在可可靠、实实用的基基础上，采采用先进进的施工工工艺和和技术装装备，提提高工作作效率，促促进技术术进步。(3)注重重节能、减减少定员员、缩短短施工工工期，以以减少和和控制成成本，提提高经济济效益。(4)积极极采用新新技术、新新工艺，确确保工程程质量和和工期目目标的实实现。(5)在整整个施工工过程中中，要积积极合理理地采用用和推广广国内外外行之有有效的先先进技术术和先进进施工组组织管理理经验，依依靠科技技进步实实现快速速、优质质、安全全、高效效的目的的。第一章 工程程概况第一节 工程程概况和丰鲁能煤煤电化开开发有限限公司沙沙吉海煤煤矿位于于新疆和和布克赛赛尔蒙古古自治县县城东南南63kkm，新新疆和什什托洛盖盖和什东东沙吉吉海矿区区的南部部，行政政区划属属和布克克赛尔蒙蒙古自治治县管辖辖。矿井井设计生生产能力力：初期期1.550Mtt/a，鉴鉴于矿井井内资源源量丰富富开采条条件，开开采技术术条件好好，虽受受当前市市场的限限制，但但具备扩扩产的条条件，故故设计在在主要环环节（主主井、副副井、风风井）留留有扩产产至5.0Mtt/a的的余地。井 筒 特特 征 表序号井 筒 特特 征井 筒 名名 称备注主斜井副斜井1井筒坐标经距（X）51642266.7551641198.45纬距（Y）1546990955.7991546990777.4992提升方位角角（°）1521523井筒倾角（°）16184井口标高（mm）+827.0+826.755水平标高（mm）第一水平+522.7+550.0最终水平6井筒深度或或斜长（m）第一水平1124915.66最终水平7井筒直径或或宽度（m）净5.25.4掘进5.445.648井筒断面积积（m2）净18.87720.011掘进20.79922.2779砌 壁壁厚度（mmm）120120材料锚喷锚喷10井筒装备带式输送机机、架空空乘人装装置双钩串车附：主斜井井井颈及及明槽开开挖平剖剖断面图图；主斜斜井井颈颈平剖断断面图；主斜井井井颈配配筋图；主斜井井井筒平平剖断面面图； 副副斜井井井颈及明明槽开挖挖平剖断断面图；副斜井井井筒平平剖断面面图；副副斜井井井筒配筋筋图；。第二节 自然地理井田位于准准葛尔盆盆地西北北边缘，和和什托洛洛盖含煤煤拗陷沉沉积盆地地东段，库库伦铁布布克背斜斜的北翼翼，井田田总体地地势为北北高南低低，属低低山丘陵陵地貌，海海拔标高高为+8800+10662m，相相对高差差1020mm。 井田属属内陆干干旱气候候区，受受西北环环流与北北冰洋极极地气团团及地形形的影响响，光热热资源丰丰富，多多风少雨雨，蒸发发量是降降雨量的的13倍之之多，昼昼夜温差差大。井田属低山山丘陵地地貌，基基岩裸露露，第四四系覆盖盖较少，地地势总体体北高南南低，东东高西低低，地形形有利于于自然排排水。位位于井田田西部的的阿勒泰泰地区煤煤矿四号号井以西西的冲沟沟，其最最高洪水水位标高高为+8188m。井井田内无无常年性性河流，气气候干燥燥，降雨雨量少，蒸蒸发大。进进入到春春季融雪雪期或夏夏天的雨雨季，雪雪融水或或阵雨、暴暴雨易在在地表形形成暂时时性地表表水流，在在顺地形形坡度或或冲沟向向下游渲渲泄的同同时，可可通过地地表风化化、构造造裂隙、火火烧层等等入渗补补给地下下水。由由于暂时时性地表表水流具具有时间间短、速速度快的的特点，对对地下水水的补给给主要表表现在瞬瞬间补给给，其补补给量较较少。第三节 煤岩赋存特特征及工工程地质质一、煤岩特特征岩层及各煤煤层的顶顶底板岩岩石饱和和状态下下抗压强强度及其其它力学学指标均均较差，总总体上说说明岩层层及各煤煤层的顶顶底板岩岩石稳固固性属差差坏的的类别。需需特别强强调的是是，岩层层及各煤煤层顶底底板岩石石主要结结构体形形式为薄薄层状、碎碎块状，层层理、节节理等结结构面较较发育，泥泥质含量量高，岩岩石内部部聚合力力较小，层层间结合合力较弱弱，且主主要可采采煤层均均位于地地下水位位以下。在此状状态下，各各煤层顶顶底板岩岩石因受受地下水水的影响响，强度度降低，且且极易软软化。而而通过钻钻探取出出的煤芯芯样为碎碎块状粉末状状，亦为为不稳定定岩层。因此，在在今后开开采过程程中，应应采取有有效措施施，加强强煤层顶顶板及其其煤层自自身的管管理力度度，在施施工中，应应短掘短短砌，防防止围岩岩的移动动。同时时还应防防止煤层层底板底底鼓现象象的发生生，注意意加强排排水，特特别在采采区跨度度大于110米时时，应及及时支护护和衬砌砌，严防防顶板坍坍塌冒顶顶。二、煤层瓦瓦斯、煤煤尘根据矿方资资料，为为低瓦斯斯矿井。井田煤层由浅至深，瓦斯含量有增高趋势，煤层易自燃，煤尘具爆炸性危险。三、工程地地质 通过井筒检检查钻控控制的情情况，共共控制了了编号煤煤层8层层，各煤煤层的顶顶板岩石石为砾岩岩、中粗粗砂岩、泥泥质粉砂砂岩、细细砂岩、粉粉砂岩夹夹层。泥泥质粉砂砂岩、粉粉砂岩为为泥质、粉粉砂质结结构，薄薄层中中厚层状状构造，常常见有水水平层理理、缓波波状层理理，岩石石极软。细细砂岩、中中砂岩、粗粗砂岩为为粒状结结构，块块状构造造，多为为泥质充充填，常常见有平平行、板板状、楔楔状交错错层理，岩岩石较软软。控制的各煤煤层的底底板岩性性为泥质质粉砂岩岩、粉砂砂岩、细细砂岩。泥泥质粉砂砂岩为泥泥质粉砂砂状结构构，薄层层中厚厚层状构构造，层层理、节节理发育育，多泥泥质充填填，岩石石极软。仅仅个别层层位以中中砂、细细砂、粉粉砂岩为为底板时时，属次次软岩石石。第四节 地质构造井田位于和和什托洛洛盖中新新生代凹凹陷盆地地中东部，和和什托洛洛盖复式式向斜的的北翼，库库伦铁布布克背斜斜的南翼翼。岩层层呈单斜斜状态产产出，地地层走向向为北东东南西向向，倾向向南东，侏侏罗系地地层倾角角7°288°，由东东向西由由缓变陡陡；井田田断裂构构造简单单，断裂裂不发育育，井田田通过二二维及三三维地震震解释了了两个孤孤立断点点、解释释断层33条：2号（B级级）断点点：正断断层，位位于111勘探线线南部，倾倾角666°，落差差50mm；3号（AA级）断断点：正正断层，位位于144勘探线线南端于于勘探边边界交点点处，倾倾角633°，落差差30mm。全区共解释释断层33条，其其中正断断层2条条，逆断断层1条条。其中F1断断层: 为逆断断层，位位于井田田西南部部8线ZZK8-1022号孔北北约1770m，走走向北北北东，倾倾向北北北西，倾倾角455-555°，落差差0-550m，区区内延展展长度224800m；F2断层：为正断断层，位位于井田田中部，111线ZZK11102号号孔南约约30mm，走向向北东，倾倾向北西西，倾角角60-65°°，落差差0-116m，区区内延展展长度7790mm；F3断层：为正断断层，位位于111线中部部，ZKK1133号孔北北约800m，走走向北东东，倾向向南东，倾倾角600-655°，落差差0-118m，区区内延展展长度8800mm，根据据地震控控制与解解释成果果，井田田构造属属简单类类型。第五节 水文地质矿床充水主主要源于于第含水层层裂隙孔孔隙含水水层的补补给。据据ZK112011、ZK112022钻孔抽抽水试验验资料：单位涌涌水量qq=0.004490.00068ll/s²m(qq<0.1l/s²m)，渗渗透系数数K=00.000250.00082mm/d，水水患威胁胁程度属属富水性性小的含含水层。由由此可知知第含水层层透水性性较差，富富水性较较弱。井井田属顶顶底板直直接充水水、水文文地质条条件简单单的煤矿矿床，水水文地质质勘探类类型为二二类一型型。另据据井田附近近生产井井调查的的资料，矿矿井排水水量在1103300mm3/d之间。由由此充分分地说明明了矿井井内赋煤煤地层富富水性较较弱，从从而进一一步说明明各含水水层之间间的水力力联系不不密切。第二章 施工工准备一、施工准准备工作作目前工业广广场“三通一一平”尚未形形成。根根据招标标文件要要求，施施工范围围内的临临时道路路、临时时供电、供供水、通通讯及场场地平整整，由施施工单位位负责解决决。1、施工供供电：施施工采用用临时电电源，柴油机机发电。斜井主主要用电电电压为为3800V、6660VV、11140VV三种，故故发电后后进行变变压至合合适电压压等级。附：临时供供电系统统图；井筒施工负负荷统计计表。 22、施工工压风：在井口口附近建建两井共共用临时时压风机机房，向向工作面面送压风风。3、供水：施工及生生活用水水采用从从60kkm外汽车拉拉水，工工广内建建临时蓄蓄水池；后期使使用永久久供水管管路的水水作为施施工水源源。4、地面排排水：修筑临临时排水水沟与工工业广场场排水系系统连通通,排入入指定位位置。5、生活设设施：根根据建设设单位划划定的建建设范围围，进行行大临设设施布置置。6、排矸：井下采采用皮带带运输。地地面采用用汽车排排矸，矸矸石排运运距离小小于1kkm。7、通讯：在施工工准备期期采用移移动电话话与外界界联系，有条件时增设直拨电话，在生活区内设自动电话内交换机。二、临时工工业广场场布置根据矿井施施工工艺艺和劳动动组织要要求,为为满足施施工生产产和施工工人员生生活需要要,进行行临时建建筑的规规划和施施工。施施工总平平面布置置遵循以以下原则则：1、经济实实用，方方便生产产生活，各临建的相互位置符合施工工艺需求；2、尽量避避免人流流、物流流的交叉叉干扰，避避免器材材、设备备的长距距离搬运运；附：主副斜斜井施工工大临工工程用地地一览表表； 主主、副斜斜井施工临时时工业广广场平面面布置图图。第三章 施工工方案及及施工方方法第一节 表表土及风风化基岩岩段施工工一、施工方方案根据两斜井井井筒设设计技术术特征、相相关技术术资料及及我处以以往类似似斜井施施工经验验，对该该斜井掘掘砌施工工方案进进行选择择和优化化，为保保证井筒筒掘砌施施工技术术的可靠靠性、先先进性及及其施工工的持续续稳定性性，确定定井筒施施工方案案如下：1、明槽段段施工明槽段选用用PC6600-7型挖掘掘机挖土土、100吨自卸卸汽车排排土、HHBT-60AA型砼输送送泵输送送混凝土土，配内内、外钢钢模板整体连连续浇筑筑砼。施工过过程中，根据实实际开挖挖土层情情况作适适当调整整。同时时分别视视土层稳稳定情况况采用支支撑加固固或台阶阶木桩法法护坡，以以减少开开挖工程程量，确确保边坡坡稳定。在明槽段施工期间，视实际情况考虑设地面降水水井和工作面超前降水小井排水。2、井颈段段施工本段主斜井井采用EEBZ1160CCD综合合掘进机机掘进，U型钢棚背板临时支护；副斜井采用爆破掘进，放小炮震动和多台风镐掘进，U型钢棚背板临时支护。主斜井使用综掘机自带的刮板机向胶带运输机上装矸，通过胶带运输机将矸石运至井口；副斜井利用LDWZ160A挖斗装碴机往胶带运输机上装矸，通过胶带运输机将矸石运至井口。各井胶带输送机将矸石卸至井口后，由铲车装矸汽车排矸，运至矿方指定位置。井壁均用长7.5m模板台车进行混凝土砌筑。混凝土装入自制运砼车，通过提升绞车运至井下，利用砼输送泵入模。当通过地质构造及围岩破碎带时，采用管棚注浆法对围岩进行加固，同时采用超前支护、缩短棚间距的方式加强临时支护。二、施工方方法（一）、明明槽开挖挖明槽开挖采采用机械械挖方为为主，人人工挖掘掘为辅进进行，明明槽工作作面配备备一台PPC6000-77型挖掘机机和100T自卸汽汽车，挖挖掘机挖挖土，汽汽车排土土，挖掘掘机和汽汽车下坑坑作业，以以加快挖挖掘速度度。在保持持边坡稳稳定的前前提下，适适当放大大边坡角角度，设设观测点点观测边边坡变形形情况。施工时时根据具具体情况况采取支支撑加固固法或台台阶木桩桩加板桩桩法护坡坡，减少少开挖和和回填量量，明槽槽分层开开挖，汽汽车从明明槽汽车车道进出出。明槽挖出后后，开始始从下向向上挖基基础，砌砌碹，基基础槽及及底板应应夯实，砌砌碹模板板采用钢钢模板，砼砼输送泵泵入模浇浇注。明槽段井筒筒砼浇注砌碹完成成，砼达达到设计计强度后后，即进进行明槽槽回填，以以机械为为主、人人工为辅辅，回填填前，在在井筒外外侧铺设设一层油油毡防水水，采用用土质好好的黄土土分层对对称均匀匀回填，逐逐层夯实实，每层层松铺厚厚度不大大于300cm，回回填料粒粒径不大大于500mm。（二）、井井颈段施施工掘进时，主主斜井采采用综合合掘进机机掘进，U型钢棚背板临时支护；副斜井采用一次爆破挖掘法挖掘，放小炮震动和多台风镐掘进，U型钢棚背板支护。当地层松散和稳定性差时，采用超前钢管棚注浆法作临时支护，掘支段长12m， 7.5m长滑模砌筑台车砌筑。排水：施工工中，在在工作面面设置112台台BQFF-500/255风动潜水水泵向设设置在工工作面附附近的临临时水箱箱（容积积约5 m3）排水，再再利用潜潜水泵接接力将水水排至地地面。当当涌水量量大于110m3/h必须须进行工工作面预预注浆。砌碹：砌碹碹采用整整体模板板台车砌砌筑。砼砼按照设设计配合合比经设设在井口口附近的的砼搅拌拌站拌和和后，用用砼输送送车运至至井下，再再由砼输输送泵入入模。（三）、支支护形式式1、一次支支护掘进后工作作面先进进行一次次支护，支支护形式式为架设设25UU型钢，钢钢架外面面使用钢钢筋砼背背板背紧紧，然后后喷砼封封闭。钢钢筋砼背背板规格格：长××宽×高为113000×1000×50mmm。225U型型钢棚距距1m，两两架之间间设拉筋筋9道，拉拉筋采用用18mmm钢筋筋，255U型钢钢底鞋采采用122mm厚厚、2550×2500mm钢钢板制成成。2、二次支支护在工作面后后6070m位位置绑扎扎钢筋，利利用模板板台车砌砌筑，进进行二次次支护。环筋采用18mm，300×300mm，纵向筋16mm，300×300mm。3、砼支护护工艺：、砼墙基基础，应应清理浮浮碴直至至实底，基基础槽内内不得有有积水。、按照设设计要求求绑扎钢钢筋。、支模前前要对中中、腰线线进行检检查，将将模板台台车下放放到位撑撑开，严严格按中中腰线进进行调整整固定。、混凝土土的搅拌拌，通过过井口料料场自动动计量配料料机将水水泥、砂砂子、石石子、外外加剂等等放入料料斗内，通通过JS7500型搅拌拌机搅拌拌，搅拌拌时间不不得低于于1.55 minn。利用用砼输送送泵将搅搅拌好的的混凝土土输送入入模。、根据砼砼强度和和围岩压压力大小小确定巷巷道模板板和碹胎胎的拆模模期，浇浇筑砼的的拆模期期不应少少于1dd。第二节 基岩段段施工 一一、施工工方案（一）机械械化配套套作业施施工方案案为确保快速速、优质质、安全全施工，实实现多工工序平行行交叉作作业，确确定基岩岩段井筒筒采用斜斜井机械械化配套套作业线线施工。主斜井采用用EBZZ1600CD综综合掘进进机掘进进，一次次成巷作作业法施施工。副副斜井采采用中深深孔光面面爆破、全全断面掘掘进，一一次成巷巷作业法法施工。两井每循环进尺均为2.5m，每日三个循环。工作面机械化配套作业线布置如下：主斜井采用综合掘进机掘进；副斜井采用人工凿岩平台作为工作面作业平台，分上下两层作业，工作面布置10台YT-27型风动凿岩机，上层布置4台，下层布置6台。装、排矸：主斜井井工作面面由EBBZ1660CDD综合掘掘进机上上自带的的刮板机机直接向胶带运运输机上上装矸；副斜井井工作面面配LDDWZ1160AA型挖斗斗装碴机机向胶带运运输机上上装矸。两两井筒内内各布置一套套TD775胶带带运输机机系统负责责矸石运运输。矸矸石运至至地面后后，用ZZL-550型装装载机配配10TT自卸汽汽车排矸矸。为方便便材料运运输和人人员上下下，两井口各布置一一台JKK-2.5/220型矿井提升升机，选选用188×7-22-1700钢丝绳绳作为提提升绳，分别配1.55吨矿车车串车（每每钩3辆）及及人行车车。砌碹：砌碹碹采用金金属模板板，砼按按照设计计配合比比经设在在井口附附近的砼砼搅拌站站拌和后后，装入入砼运输输车，利用用提升机机运至井下，利用砼泵泵直接入入模。（二）综合合防治水水1、直接堵堵漏：对对于工作作面涌水水压力小小、水量量在0.5m33/h以下下的集中中出水点点，在出出水点处处安设导导水管，并并采用直直接堵漏漏技术直直接堵水水。2、工作面面强排：当风化化基岩及及基岩段段工作面面涌水量量较小时(小于于20m3/h)，在工作作面附近近安装一一临时水水箱，利利用风泵泵将工作作面涌水水排到水水箱内，再再利用DD46-50×7卧泵将将水箱内内的水排排至地面面。3、工作面面预注浆浆：当风风化基岩岩及基岩岩段工作作面涌水水量较大或有强强含水层层时，则则采用工作作面预注注浆法通通过含水水层，注注浆长度度3040mm，利用用潜孔钻钻机钻眼眼，水泥泥-水玻璃璃单双液预预注浆。（三）、特特殊地层层施工井筒在穿过过软岩破破碎带、膨膨胀性泥泥岩层时时，为了了加快施施工进度度，保证证井壁施施工质量量，确保保施工安安全，在在井筒穿穿过软岩岩破碎带带，膨胀胀性泥岩岩层等不不良地层层时，应应根据不不同情况况，分别别采取如如下措施施：（1）增加加周边眼眼数量，缩缩小其间间距及抵抵抗线，减减少装药药量。（2）井筒筒断面心心爆破，借借助风镐镐等刷井井帮。（3）严格格控制水水对井帮帮围岩的的侵蚀，工工作面中中心设集集水坑，及及时排除除积水，保保证井底底工作面面干燥无无积水。二、施工方方法（一）凿岩岩方式1、主斜井井（1）采用用综掘机机沿顶底底板截割割并通过过自带的的刮板运运输机自自行装矸矸，由胶胶带运输输机运至井口。（2）生产产产工艺艺流程：开机前准备备掘进机机割、装装、运运料、清清浮矸临时支支护锚网支护下一个个循环。（3）检修修工艺流流程：检修前准备备检修掘掘进机各各部位、加加油、更更换截齿齿，检修修各部刮刮板输送送机、带带式输送送机及输输送机延延伸，其他工工作正常掘掘进。（4）掘进进机截割割工艺：掘进机采用用横向往往复式截截割，截截割时将将截割头头调至井井筒中，由由井筒下中中部开口口进刀，左左右摆动动先割出出槽窝，然然后由下下向上进进行截割割，进刀刀深度以以0.55m为宜宜，截够够2.55m后进进行临时时支护、锚锚网喷一一次支护护。如此此循环进进行。2、副斜井井（1）凿岩岩机具及及配备基岩段采用用多台YTT-27型风动凿凿岩机同同时钻眼眼，22mm，L=32200mmm中空空六角钢钢钎，42mmm“一”字型合合金钢钻钻头，全全断面掘掘进一次次成巷，双楔形掏槽，掏槽眼深3.0m，其它眼深2.8m，光面爆破。（2）爆破破器材选用2#煤煤矿许用用硝铵炸炸药，115段段毫秒延延期电雷雷管，KKBF-2000型放炮炮器起爆爆，水泡泡泥充填填，黄土土炮泥封封口。（3）爆破破参数按照工工期要求求和光面面爆破参参数确定定设计，为满足中深孔爆破要求掏槽采取双楔形掏槽。、炮眼设设计深度度根据围岩地地质条件件和循环环进度安安排，井井筒掏槽槽眼深30000mm，辅助及及周边眼眼深28800mmm，施工期期间可根根据具体体情况适适当调整整炮眼深深度。、炮眼布布置采用双双楔形掏掏槽，周周边眼间间距不大大于3000mmm，施工工过程中中根据围围岩具体体条件和和光面爆爆破要求求调整周周边眼间间距。、装药及及起爆顺顺序a、装药结结构为了提提高爆破破效率，采采取反向向偶合连连续装药药结构，若若遇煤层层时必须须采用正正向装药药结构。b、起爆顺顺序一次爆爆破成型型，爆破破从掏槽槽眼至内内层辅助助眼、帮帮部周边边眼依次次起爆，最后后起爆底底眼，确保光光爆效果果。c、连线方方式为避免免产生瞎瞎炮，全全部采用用大串联联连线方方式。（4）钻爆爆施工 钻爆工工艺钻眼前准备备钻眼检查瓦瓦斯（过过煤层时时）装药联联线检查瓦瓦斯（过过煤层时时）撤人放放警戒爆破检查瓦瓦斯及爆爆破效果果洒水消消尘、维维护顶板板出矸临时支支护打顶锚锚杆打帮锚锚杆。 钻爆工工序要求求: a、钻眼前前，必须须详细检检查迎头10mm范围内内的支护护，发现现问题及及时处理理。b、必须依依据中腰腰线在工工作面按按炮眼布布置标定定眼位。 c、严禁钻钻眼与装装药平行行作业和和严禁在在残眼内内钻眼，并并坚持湿湿式钻眼眼。d、爆破要要严格执执行“一炮三三检”和“爆破三三连锁”制度。e、爆破采采用先拉拉槽后刷刷帮压顶顶的方法法，反向装药药（过煤煤层时正正向装药药），串串联式联联线方式式，使用用毫秒电电雷管，每每眼使用用2个水炮炮泥。 f、爆破前前工长必必须派专专人在所所有通往往爆破地地点和贯贯通地点点的各个个通道口口爆破撤撤人距离离以外安安全有掩掩护的地地点设置置警戒。每每一警戒戒点搁22人放警警戒，设设好警戒戒后，一一人负责责警戒，另另一人返返回通知知已设好好警戒。只只有每个个警戒点点的警戒戒员都通通知后才才可装药药爆破，爆爆破后警警戒员只只有接到到撤除警警戒的命命令后才才能撤警警戒。附：副斜井井炮眼布布置平剖剖图； 副副斜井爆爆破参数数表、预预期爆破破效果表表。（二）支护护1、临时支支护临时支护采采用锚杆杆前探梁梁。每根根前探梁梁分别用用两道吊吊环固定定在紧靠靠工作面面的两排排锚杆上上，前探探梁上用用木板梁梁(3550040000mmm×1500mm××50mmm)维护，木木板梁两两端伸出出前探梁梁不小于于20cm。 前探梁梁采用直径径75.5mmm，长3.0m以以上的钢钢管制作作。吊环环直径1125mmm，长122cm的钢管管(管式吊吊环)制作。穿前探探梁时，必必须有专专人监护护顶板及及巷帮。2、永久支支护基岩段设计计采用锚锚网喷砼砌碹碹支护形形式。一次支护护锚网喷为一一次支护护，金属属网采用用6.55mm，网网格为1100××1000mm。锚锚杆采用用18mmm螺纹纹钢，长长度为222000mm，全全长锚固固。托板板为1000mmm×1000mm×8mm 球形形托板，药药卷为23mmm×6000mm树脂药药卷。支护工艺、敲帮问问顶，操操作人员员站在永永久支护护下，用用不小于于2.55m长的的长柄工工具处理理干净顶顶帮的活活矸（煤煤），并并进行敲敲帮问顶顶。确保保无问题题后，人人员站在在已形成成的永久久支护下下，挂联联一片顶顶网。顶顶网联好好后，在在紧靠迎迎头两排排锚杆上上好吊卡卡，施工工人员及及时顶起起网，沿前探梁梁前移，并并及时用用木板梁梁护住前探探梁上顶顶板，板板梁与前前探梁间间用木楔楔背紧。顶板护好后，撤出迎头所有人员，由外向里打顶锚杆。、上前探探梁时，不不少于55人， 11人观察察顶板并并协调指指挥、22人顶起起钢筋网、2人穿前前探梁。、前探梁梁移到迎迎头后，在在最后一一个吊卡卡的上面面用木模模与钢管管背紧。、加强顶顶板管理理，发现现顶板压压力大、顶顶板离层层、顶板板有响声声，要立立即停止止作业，撤撤出工作作面人员员，待顶顶板稳定定后，由由外向里里加强帽帽柱支护护后方可可继续施施工。、打顶锚锚杆时必必须由外外向里、由由中间向向两边，如如前探梁梁占据锚锚杆位置置，可以以先打起起其他锚锚杆后，退退出前探探梁再打打剩余锚锚杆，必必须是打打起所有有顶锚杆杆后，再再打帮锚锚杆。、当顶板板严重不不平、巷巷道开口口无法使使用前探探梁或其其他原因因未使用用前探梁梁时，必必须使用用3根戴帽帽金属摩摩擦支柱柱进行临临时支护护；迎头巷帮松软软时，根根据现场场情况使使用戴帽帽金属摩摩擦支柱柱及半木木等临时时护帮。、掘进头头必须配配备4根金属属摩擦柱柱。（2）、二二次支护护砼砌碹支护护为二次次支护形形式。井井筒掘进进期间，在工作面后2030m同步进行砼砌碹，作为二次支护。混凝土支护厚度为400mm，强度等级为C30。二次支护工工艺同表土及风风化基岩岩段施工工。3、砼初步步配比计计算：砼强度等级级C30a)确定砼砼配制强强度fcu= fcuu.k1.6645=3011.6445×5=388.2225MPPab)计算灰灰水比采用骨料最最大粒径径为255mm的碎碎石则应应用下公公式fcu= 0.446fcce(cc/w0.558)fce=fce.k=11.133×42.5=448MPPac/w=338.2225/(0.46××48)0.58=2.331w/c=11/2.31=0.443c).用水水量，坍坍落度取取70-90mmm，查表表每m33砼用水水量2000Kggd).水泥泥用量cc=2.31×2000=4622Kg规定水泥用用量不小小于2550Kgg，合乎乎耐久性性要求。e).砂、石石用量，取取砼容重重24000Kgg/m3根据水灰比比、骨料料品种最最大粒径径，查表表确定砂砂率取335%。选选用绝对对体积法法计算：VcVsVgVw=10000L求求砂石的的总体积积：VsVgg=10000(c/pww)=110000(4462/3.112000)=6511L求砂的实体体和质量量：Vss=Sp(VsVg) =0.335×651L=2277.855L S=VsPs=2277.855×2.665=6603.8kgg求碎石的实实体和质质量：VVg= VVsVgVs=65112277.855=4233.155L G=VVgPg=4233.155×2.662=111088.655kgf).初步步计算结结果：水泥：4662Kgg 砂砂：6003.88Kg 石子：11008.665Kgg 水水：2000Kgg符号注释：fcuu砼配配制强度度；fccu.kk设计计砼标准准值；施工工单位的的砼标准准差，按按建井手手册中附附表查得得；fcce水水泥的实实测强度度；fcce.kk水泥泥标号；水泥泥标号的的富余系系数；VVc、VVs、VVg、VVw依依次为水水泥、砂砂、石子子、水的的体积；Pc、PPs、PPg依依次为水水泥、砂砂、石子子的容重重；C、SS、G、WW依次次是水泥泥、砂、石石子、水水投放在在m3砼中的的用量； g).C330砼配配合比为为：1:1.33:2.44 水灰比比: 00.433水泥：4662Kgg 砂砂：6000.66Kg 石子：11008.88Kg 水：1198.66KKg根据计算配配合比试试配结果果，井筒筒开工前前取现场场实际材材料和上上述配合合比到有有一定资资质的试试验室进进行试配配，强度度符合要要求方可可使用，否否则重新新调整。(三)、铺铺底、水水沟主斜井及副副斜井铺铺底工程程，待井井筒全部部掘砌完毕后后，由井井底向井井口进行行铺底，主斜井同时安装架空检修装置横梁，每日三个铺底班，日工程量40m，两个安装班，日工程量50m。铺底混凝土强度等级为C20。(四)、安安全设施施及要求求1.斜巷轨轨道运输输“一坡三三挡”必须齐齐全有效效，并且且灵活可可靠。2.斜巷运运输，根根据设计计每隔440m设设有躲避避硐一个个。3.绞车钩钩头和插插销必须须使用试试验合格格的产品品，严禁使使用自制制的或不不合格的的连接装装置。 4.绞车运运输保险险绳、车车尾等安安全设施施必须齐齐全有效效。(五)、揭揭煤施工工井田煤层由由浅至深深，瓦斯斯含量有有增高趋趋势，煤煤层易自自燃，煤煤尘具爆爆炸性危危险。为为确保施施工安全全，施工工中必须须重视并并做好探探、揭煤煤工作。1.瓦斯探探放与揭揭煤井筒揭煤采采取先探探放、后后揭露的的方案。揭揭煤时采采取对煤煤层全断断面一次揭露露。施工工到距煤煤层顶板板法相距距离100m时，利利用潜孔孔钻机施施工探测测孔（孔孔数4个个，孔深深超过煤煤层底面面0.22m），根根据探测测孔探明明煤层产产状、厚厚度、瓦瓦斯压力力。当预预测无突突出危险险时，采采用震动动放炮揭揭穿煤层层；当预预测为突突出危险险时，采采用钻孔孔排放措措施施工工。若采采用钻孔孔排放措措施施工工，则井井筒施工工到距煤煤层顶面面3m时，利利用潜孔孔钻机施施工排放放钻孔，钻钻孔穿透透煤层全全厚并超超过煤层层底面00.5mm，外圈圈钻孔孔孔底超过过井筒轮轮廓线外外的距离离不小于于2m，孔孔间距22m左右右，在工工作面内内均匀布布置。通通过钻孔孔释放瓦瓦斯，当当瓦斯浓浓度及压压力达到到允许开开挖的条条件后方方可正常常施工。2.支护视煤层稳定定情况，采采取必要要的临时时支护措措施。可可采用挂挂井圈、背背板、网网喷等措措施对煤煤层井帮帮进行封封闭加固固，防止止片帮。若若煤层较较软，则则采用人人工挖掘掘，掘进进时先掘掘周圈的的煤体，掘掘够一段段（采用用短段掘掘砌，长长度2mm左右）后后立即进进行临时时支护，然然后再掘掘井心煤煤体。过过煤层的的施工一一定要快快速，尽尽可能减减小井帮帮围岩的的暴露时时间。对对煤岩分分界处和和煤层段段的井壁壁，要提提高永久久支护的的强度。3.人员及及设备配配制根据井筒施施工情况况，项目目部必须须成立一一通三防防、救护护、后勤勤、设备备防爆等等瓦斯管管理组织织机构。配配制相应应地质、测测量、通通风等专专业人员员并严格格执行揭揭煤措施施。附：“一通通三防”组织机机构；设备防爆组组织机构构。4.安全注注意事项项井筒揭煤前前应详细细分析各各项瓦斯斯基本参参数，以以采取可可靠揭煤煤方案。加强通风与瓦检；井口房内及井下各种机电设备必须防爆，防爆电器下井前三证必须齐全，并应安设漏电保护装置；必须设置瓦斯监测系统；工器具使用时确保不产生火花；管理人员、电钳工、班组长下井时必须携带便携式瓦检仪；井下应采用不延燃橡胶电缆和抗静电、阻燃风筒；对有煤与瓦斯突出的煤层必须采取卸压措施。第四章 凿井辅助系系统及设设备选型型第一节 提提升系统统 根据主、副副斜井的的结构特特征及斜斜井快速速施工的的要求，二井均选用胶带运输机各一套用于井筒排矸。配JK-2.5/20型绞车各一台，配1.5吨矿车(三台串车提升)和斜井人车用于材料、设备及人员的升降。提升设备的的选型及及计算一、钢丝绳绳选择计计算提升荷载载（以33×1.55m3矿矿车计算算）Q =0.85××Vjg=0.855×16000×1.55×3=61120 kg其中：Vcch提升容容器容积积，m33 g岩石石松散容容重，kkg/ m3 Kmm箕斗斗装满系系数，取取0.885钢丝绳终终端荷载载 =59884+229222=89906kkgQ2提提升容器器自重，kkg钢丝绳单单位长度度重量PPS（kkg/mm）Ps =1.1153 kg/m 式式中：其中：L00钢丝丝绳最大大斜长，1124m B钢丝丝绳极限限抗拉强强度，取取15770Mppa井筒筒倾角 ma安安全系数数取，取取6.55f1运运行阻力力系数，取取0.001f2钢钢丝绳移移动时阻阻力系数数，取00.2根据PSS最大值值选择钢钢丝绳试选钢丝绳绳：188×7+FFC-22-1700绳单位长度度重量：PSB=1.8888kg/m钢丝绳破断断力总和和：Qdd=3447066.466kg钢丝绳安安全系数数校核m=8.9mma=66.5 式中：Qdd钢丝丝绳破断断力总和和，kgg QQ0钢丝丝绳终端端荷载，kkg PPSB钢丝绳绳单位长长度重量量，kgg/m二、提升绞绞车选择择计算1.卷筒直直径D60dds ；DD9000式中中：ds、分别别为钢丝丝绳直径径及最粗粗钢丝绳绳直径，mmm60 ×222= 13220.000mmm2.提升机机选型DtD （选选择符合合要求的的提升绞绞车并附附绞车技技术参数数表）取Dr=225000.000mm13220 mmm3.校验滚滚筒宽度度 B =（ L0+ 300 )/ 3.14DDT+ 3(dss+)BT=（112244+300）/33.144×2.55+33（222+00.033）=36466.899/20000=1.88222L0 最大提提升长度度，m30提提升钢丝丝绳试验验长度，mm DT提升机机卷筒名名义直径径，m提升升钢丝绳绳绳圈间间隙，取取3mmm3摩擦擦圈数BT提提升机卷卷筒宽，mmm4.最大静静张力验验算：Fj=Q00（siin+f11coss）+PPSB L0（ssin+f11coss） =28836.8+110599.4=38996.22kg90000 kkg 符符合要求求5.电动机机功率估估算P=KB··VmBB·F /1022c=1770.88KWPN ,式式中：VmB提提升机最最大速度度，3.8m/sc传动动效率，取取0.885KB电动动机功率率备用系系数，取取1.22PN所选选提升机机配置电电机功率率，2550 kkw第二节 装装矸、排排矸及运输系系统一、装矸、排排矸明槽开挖段段，利用用ZCDD-1000RJJ型挖掘掘机挖掘掘,配合合10TT自卸汽汽车将土土排至矿矿方指定定排矸地地点。风化基岩段段及基岩岩段，主斜井井采用综综合掘进进机自行行装矸；副斜井井采用LDDWZ1160AA型挖斗斗装碴机机向胶带运运输机内内装矸，利利用运输输机将矸石运运至井口口；再使用ZLL-500型装载载机配合合10吨吨自卸汽汽车将矸矸石排至至矿方指指定排矸矸地点。二、材料及及设备运运输主、副斜井井均安装装一台JJK-22.5/20绞车车，选用118×7-22-1700钢丝绳绳，配合合1.5吨固定箱箱式矿车车或平板板车将材材料及设设备运送送至工作作面。采用22kkg/mm钢轨铺铺设单轨轨，轨距距9000mm，要要求铺设设平直、扣扣件齐全全、紧固固有效，接接头间隙隙不超过过10mmm，内内错差不不超过55mm，道道枕间距距不大于于1m，并并且轨枕枕必须垫垫实。三、砼搅拌拌及运输输在主、副斜斜井井口口中间设临时搅拌拌站，设设2台JS-7500型强制制式搅拌拌机并配电子子自动计计量装置置上料。混凝土装入入自制运运砼车利利用绞车车运至井井下，再再利用砼砼输送泵泵将砼入入模。四、人员运运输斜井垂深超超过400m,利用XRRC-110-66/6型型斜井人车车通过绞绞车牵引引实现人人员升降降。第三节 压风系统统一、风动设设备根据各工作作面装备备的施工工设备，施施工过程程中，主主要耗风风设备有有风动凿凿岩机、风风动锚杆杆钻机、混凝土喷射机、风镐、风镐等。二、压风设设备选择择序号设备名称型号单台耗风量量m3/miin最多同时工工作台数数计算公式总耗风量m3/miin1风动凿岩机机YT-2773.310Q=nkkqQ矿井总总耗风量量，m3/miin；管网漏漏风系数数，取11.1；机械磨磨损风量量增加系系数，取取1.11；-高原原修正系系数，取取1.11n同型号号风动工工具使用用台数；k同型号号风动工工具同时时使用系系数，取取0.88；q风动工工具耗风风量。3513352风动锚杆钻钻机MQT-1120236.393混凝土喷射射机PZ-5BB8217.0334风 镐BQF-550/2251.233.85风 泵4.529.6合 计71.966在施工过程程中，两两井共配配备2台40 m3/miin和22台20 m3/miin的压压风机。三、压风管管路的选选择根据最大用用风量和和考虑到到其它因因素，地地面主管管路选用用2119×88无缝钢钢管，井井筒内选选用1159××4.55无缝管管作供风风管路，每每百米留留1阀门以以备后期期使用。第四节 通风系系统及设设备选型型施工过程中中，通过过局部扇扇风机压压入式通通风，风风筒采用用8000mm防防静电阻阻燃风筒筒，风筒筒要环环环吊挂，风风筒出风风口距迎迎头岩巷巷不得大大于100m，煤煤巷及半半煤岩巷巷不得大大于5mm，扒矸矸机前风风筒不得得落地，且且无破口口。由于于主、副斜井中中，主斜井最最长，故故通风机机选型以以主斜井井井施工工用风量量进行计计算。一、通风机机选型通过计算，两两井均选用二台2×30KWW对旋轴轴流式局局部通风风机，两风机可实现现自动切切换，并并通过一一趟8000mm强强力胶质质风筒向向井下压压入式通通风。通风设备选选择计算算1. 按炸炸药量计计算：Q1=7.8/tt×A×(SLL)2×k1/3 式中：t: 爆破破后通风风时间，取取20分分钟S：井筒净净断面 取S=23.6m22L:炮烟吹吹出长度度 取L=2000mA:工作面面一次爆爆破炸药药量 取AA= 661.55 KggK:淋水系系数 取KK=0.5Q1= 3343.8 mm3/miin= 5.773 mm3/s2. 按人人数计算算：Q = 44×n = 4×45 = 1880m3/miin式中 Q掘进进工作面面实际需需要风量量，m3/miin；4每人人每分钟钟不低于于4m3/miin的配配风量；N掘进进工作面面同时工工作的最最多人数数。3. 确定定掘进工工作面实实际需要要风量：确定掘进工工作面实实际需要要风量3343.8m33/minn。4. 局部部通风机机风量确确定Qf=Qjj·Qf：局部部通风机机风量 mm3/miin。Qj：掘进进工作面面需要风风量 m33/miin。：风筒总总漏风调调整系数数 取1.3Qf= 4446.94 m3/miin=7.45mm3/s5. 风压压计算a).风筒筒沿程摩摩擦风阻阻R摩=6.5aLL/d55R摩-风阻阻 N··s2/m8a-摩擦阻阻力系数数，0.00332N··s2/m4L-风筒长长度，112000md-风筒直直径，00.8mm计算得R摩摩=766.177 N··s2/m8b).局部部风阻R局=n11接/2ggs2+n2弯/2ggs2n1-风筒筒接头个个数:1120n2-风筒筒转弯个个数:00 接-风筒筒局部阻阻力系数数，0.34弯-风筒筒局部阻阻力系数数，0.18-空气比比重，11.2337kgg/m3g-重力加加速度，9.81m/s2s-风筒断断面积，0.5m2计算得 R局=100.299N·s2/m8c).出口口风阻R出=0.1/dd4d-风筒直直径，00.8mm计算得 RR出=0.24NN·s2/m8H局=（RR摩+R局+R出）Q2/P效=56611PaP效-风筒筒有效风风量率，885%根据上述计计算，各各工作面面选用一一台2××30KKW对旋旋轴流式式局部通通风机，并并通过一一趟8000mm强强力胶质质风筒向向井下压压入式通通风。型号：FBBD66.3/2×330KWW对旋式式通风机机风量：65503390(m3/miin)全压：1220066550(PPa)效率：>885%6.掘进工工作面风风量、风风速测算算：(1)根据据主斜井井断面积积18.87mm2和掘进进工作面面实际需需要风量量3433.8mm3/miin，验算出出巷道风风速为:V主= QQ /S = 3433.8/18.87××60 = 00.3mm/s式中 V主主主斜斜井巷道道风速，m/ss；Q巷道道风量，m3/min；S巷道道断面积积，m2。(2)根据据副斜井井断面积积23.6m22和掘进进工作面面实际需需要风量量3433.8mm3/miin，验算出出副斜井井巷道风风速为：V副 = Q/S = 3443.88/23.6×60 = 0.224m/s式中 V副副副斜斜井巷道道风速，m/s；Q巷道道风量，m3/miin；S巷道道断面积积，m22。(3)根据据煤矿矿安全规规程规规定:掘进中中的岩巷巷最低允允许风速速为0.15m/s，最高允允许风速速为4 m/s，以上计计算出的的主斜井井巷道风风速0.3m/s和副斜斜井巷道道风速00.24m/s，均符合合煤矿矿安全规规程规规定。二、局通风风机安装装地点选选择局部通风机机安装在在距离各各井口330m以以外位置置，通过过800mmm强力力胶质风风筒直接接向井下下压入式式供风。为为保证迎迎头正常常供风的的需要，采采用双风风机供风风，并设设置可靠靠的自动动切换装装置。风风机要挂挂牌管理理，风机机供电采采用“三专两两闭锁”，施工工期间禁禁止无计计划停风风。第五节 排水系系统 一一、表土土段排水水由于水文地地质资料料不详，根根据我处处斜井施施工经验验，表土段段采用潜潜水泵井井点降水水法施工工，实施施降水井井排水为为主辅之之以工作作面降水水小井排排水的施施工方法法，降水水井数量量6-77个，井深25530mm，配置（1500-2550）JQ550/552电潜潜泵排水水，工作作面超前前降水小小井配置置2台BQFF-500/255风动潜潜水泵将将涌水排排到地面面。当明明槽砼砌砌碹完成成后，除除在明槽槽砼砌碹碹顶部设设置防水水层外，在在斜井井井口附近近适当位位置设置置地面防防洪截水水沟，避避免地面面水流入入井下。二、基岩段段排水施工时，根根据表土土段的涌涌水量在在风化岩岩段下部部或在基基岩段适适当位置置设一临临时水仓仓和截水水沟，将将表土段段的涌水水截进临临时水仓仓，然后后用D46-550×7型水泵泵直接排排至地面面。当工作面涌涌水量小小于20m3/h时，在在工作面面附近设设一临时时水箱（容容积5 m3），利用用风泵将将工作面面涌水排排入水箱箱中，利利用D46卧泵将水箱箱的水经经井筒中中部设置置的临时时水仓后后排至地地面；当涌水水量大于于20m3/h必须须进行工工作面预预注浆。第六节 通讯讯、信号号、照明及及监控系系统一、通讯在施工初期期采用移移动电话话与外界界联系，条件具备后，增设直拨电话联系，安设电脑上网宽带，便于与上级主管单位、建设单位和监理单位快速传递信息。项目部内部在生活区内设自动电话交换机，用于井口、各车间及办公室间的通讯联络。二、信号凿井期间，采采用DXX-1型型通讯、信信号声光光装置，主主、副斜斜井各一套套，作为为绞车房房、井口口与井下下工作面面通讯及及提升信信号联络络系统。井井口与绞绞车房及及井下另另设直通通电话联联系。另各设一套套KJTTX-SSX-11型人车车信号系系统以满满足人行行车行驶驶需要。三、照明井口与地面面采用高高压荧光光灯。井井口采用用1台KBSGZZ10-4/00.666/1333V矿矿用照明明综合保保护装置置供电，采采用Daa2500/1227-TTA投光光灯跟随随工作面面照明。四、监控在工作面后后约200m的井壁壁上及井井口各安安放一组组电视监监控探头头，显示示器安装装在绞车车房和调调度室，以以方便的的监控生生产和运运输情况况，确保保安全生生产。第七节 供水、供供电、供供热系统统一、供水系系统水源来自泉泉水和山山区雨、雪雪水，其其水质优优良，水水量充沛沛。施工工前期用水水采用汽汽车拉水水；后期使使用永久久供水管管路的水水作为施施工水源源。二、供电系系统施工采用临临时电源源，柴油机机发电。三、供热及及洗浴在工业广场场内安设设两台热热水锅炉炉，提供供洗浴、取取暖及饮饮用热水水。附：主、副副斜井井井筒布置置断面图图；主副斜井机机械设备备表；