副井 施工组织设计

第一章 编制依据、原则和范围

第一节 编制依据

1．宁夏通达煤业集团有限公司罗花崖煤矿主副斜井井筒矿建工程施工招标文件。

2．宁夏通达煤业集团有限公司罗花崖煤矿主副斜井井筒矿建工程施工招标文件图。

3．《爆破安全规程》GB6722；《矿山井巷工程施工及验收规范》GBJ2 1 3—90；《煤矿井巷工程质量检验评定标准》MT5009—94；《煤矿安全规程》(200 7)；《煤矿建设安全规定》(试行)1 997。《工程测量规范》GB50026—9 3：《混凝土结构工程施工质量验收规范》GB50204—2002；《钢筋焊接及验收规程》JGJl8—84；《地下防水工程质量验收规范》GB50208—2002。 4．本公司现有施工力量、技术水平、技术装备和机械化程度。

5．现场实际情况。

第二节 编制原则

精心组织、科学管理、合理安排施工工序，正确选择经济合理、技术可行、安全可靠的施工方案和方法，贯彻执行国家的各项基本建设法规、经济及施工政策，狠抓主链锁工程及关键工程的施工，有计划、有重点地组织人力、物力，确保各项技术经济指标和建设工期的实现。使用行之有

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效的先进经验，选用成熟配套的施工设备，提高机械化程度，减轻劳动强度，加快施工进度，提高施工效率，降低工程成本，确保施工安全。坚持严格的质量标准，确保实现创优质工程的目标。

第三节 编制范围

1．罗花崖煤矿副斜井井筒掘砌工程。

2．为罗花崖煤矿副斜井井筒掘砌工程建设工程服务所必须的临时项目的建设，临时供风、供水及供电系统，混凝土生产运输系统，金属结构的加工制作及安装工程，临时生产生活用房及通讯系统。

第二章 工程概况

第一节 工程概况

(一) 井田概况 1、交通位置

罗花崖井田位于宁夏吴忠市红寺堡开发区线驮石矿区西北部，极值地理坐标：东经105°54′00″～105°55′45″，北纬3 7°12′15″，～37°14′00″，井田面积5.64km2。井田西邻刘家沟井田，东接芦草井井田，东北部与石炭沟煤矿相邻。行政区划隶属于吴忠市红寺堡开发区。矿井南距同心县30km，北距红寺堡镇28km，距盐(池)～兴(仁)公路5.5km，

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有简易公路与之相连，向南有简易公路与银(川)～平(凉)公路相连，交通便利，详见图1-1-1。

2、地势、地貌

线驮石矿区为残山丘陵半荒漠地貌，海拔1450～1590m之间，总体趋势为东南高，西北低，相对高差90～140m。

井田北东侧有烟筒山，南西侧为黑阴湾山，两山体均呈北西走向。 井田地形地貌参见图2。 3、水系

井田内沟谷发育，无地表径流，汛期形成暂时眭流水，很快泄出区外。 4、气象

本区属典型大陆性干旱、半干旱的半荒漠气候区，冬寒长、夏热短，日照充足，蒸发强烈。据同心县气象资料，多年平均气温9．03℃，最高为3 7.2℃，最低一2 7.3℃。日照为3038h，无霜期1 75天。夏季多东南风，平均风速1．6m／s；冬季多北、西北风，平均风速6．3m／s。每年1 0月开始封冻，翌年3月开始解冻，冻土深度为1．37m。多年平均降水量为303．45ram，多集中于7、8、9三个月；年平均蒸发量达2 1 2 1．6mm．，是降水量的7倍。

(二)巷道工程量概述 1、副斜井井筒技术特征

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副斜井井筒长1020 m，倾角24o，半圆拱形断面，净断面8．0 M。，支护形式基岩段为锚喷支护，支护厚度100mm，表土段为钢筋砼，支护厚度350mm。

2、断面特征见附图。 (二)主要技术特征描述

1、辅助系统 独立系统 2、施工工期划分 井筒期一期 3、瓦斯涌出量 低瓦斯矿井 4、涌水量 <2m3／h 5、排矸方式 汽车排矸(~l 000m)

第二节、工程地质

(一)井田地层

罗花崖井田位于线驮石矿区的西北部，属基岩半裸露地区。基岩地层主要出露于井田西北部及部分沟谷中，主要为石炭系土坡组和石炭一二叠系太原组，二叠系大黄沟组和红泉组，上覆盖层为古近系寺口子组及第四系，分述如下：

1、土坡组(Ct)

出露于井田北部边界。下部为杂色页岩、粉砂岩，中厚层细粒铁质、硅质石英砂岩夹少许中薄层或透镜状灰岩；中部为细粒铁质石英砂岩与页

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岩不等厚互层；上部为杂色页岩夹不稳定煤层，顶部为中薄层中细粒石英砂岩。本区未见底。与下伏臭牛沟组呈整合接触。

2、石炭～二叠系太原组(CPt)

出露于井田北部，地层平均厚度3 1 3．38m。岩性为灰、灰黑色粉砂岩、粉砂质泥岩及炭质泥岩夹灰白色细～中粒长石石英砂岩、生物碎屑灰岩及煤层，是本区的主要含煤地层。根据岩性、岩相特征将太原组划分为上、下两个岩性段：

(1)太原组上岩性段(CPt2)

以陆相含煤地层为主，地层平均厚165．53m，岩性以灰色、深灰色粉砂岩、细粒砂岩为主，夹灰黑泥岩薄层灰白色中粗粒砂岩。泥岩一般构成煤层顶板，无明显标志层，煤层对比困难，底部以中粗粒砂岩与下段分界。本段含煤3～8层，主要煤层位于中下部，以五煤层较稳定，余皆不稳定。

(2)太原组下岩性段(CPt1)

为海陆交互相含煤地层，厚度比较稳定，地层平均厚137．85Ⅲ0本段地层颜色较深，粒度较细，岩性以灰色、灰黑色粉砂岩、泥岩为主，夹浅灰色、灰色中细粒砂岩和较稳定的薄层石灰岩2—4层。石灰岩白上而下编号为K1、K2、K3，可做为标志层。K3灰岩中富含蜒科动物化石，泥岩中含较多的黄铁矿结核及植物化石碎屑。含煤地层的主要特点是：韵律构造

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清晰，旋回之间的间距较小，煤层层数多，各煤层间距较稳定，煤层含硫较高为其特点，本段含煤8～1 4层，以十四、十七煤较稳定，余皆为局部或偶尔可采和不可采，反映了成煤条件的不均一性。

3、二叠系大黄沟组(Pd)

地表出露于井田中部，岩性为浅灰绿、灰绿、灰黑色薄～中层状细～中粒凝灰质长石石英砂岩、粉砂岩、粉砂质泥岩和泥、页岩为一套曲流河沉积。厚度148．99m，与下伏太原组为整合接触。

4、二叠系红泉组(Ph)

地表出露于井田中南部，岩性为紫红、灰绿色中～厚层状中～细粒含砾(凝灰质)长石石英砂岩、粉砂岩，为一套辫状河沉积。井田内平均厚度74．74M，与下伏大黄沟组为整合接触。

5、古近系寺口子组(ES)

岩性为一套灰、浅砖红色厚～巨厚层状中～巨砾岩，顶部时见极细粒砂岩、粉砂岩j厚度变化剧烈，为75．8～839．8m。角度不整合于香山群、泥盆系、石炭系、二叠系之上。

其沉积环境为山麓冲积相扇根～扇中泥石流、辫状河道沉积。 6、第四系(Q)

按岩性成因类型主要有风积黄土(马兰组Qm)、洪积层(Qh1P1)、冲洪积层(Qh1)、冲积层(Q)、风积层等，厚数米至数十米。

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(二)井田构造 1、构造

罗花崖井田位于矿区复式向斜中段的西南翼，井田范围内表现为一向南西缓倾的单斜构造。地层总体呈北西走向，向南西缓倾，倾角15～21°浅部地层产状较陡，深部地层产状变缓。沿走向方向具波状起伏，在井田中部呈现一背斜形态，背斜轴方向为近南北向，分布在4、5勘探线之间，与F3、F4断层有关。井田内断层情况见表卜2—1。

井田内共发现断层8条，井田内断层主要受线驮石东侧正断层与黑阴湾山东侧逆断层影响，主体走向为北西向，延伸长O．3～3km，F2、F3、F4、F5、F6断层大致呈北西向平行排列。其中对井田影向较大的断层为F6断层，落差约70～1 20m。将井田分为东西两个区块，F6断层以西的区块其范围较小。F1为南部边界断层，虽然断距较大，但其位于井田南部边界，对煤层影响较小。其余6条断层断距均小于50m，另在2～4勘探线之间有少量断距小于10m的小断层存在。小构造发育程度一般。现将井田内断层分述如下：

罗花崖井田主要断层一览表

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序名性质 走倾倾落差（m） 延展长穿过煤层二维地震断点级别 钻孔控控制程号 称 向 向 角 度(km) 编号 A B C 合计 制情况 度 1 F1 正断层 NW NE 70 >50 3.5 5、14、17 2 3 1 6 可靠 2 F2 正断层 NW SW 70 0～30 1 5、14、17 2 2 可靠 3 F3 逆断层 NW NE 55 0～40 1.6 5、14、17 2 1 3 Zk402 可靠 4 F4 正断层 NW NE 70 0～40 1.7 5、14、17 3 2 5 Zk403 可靠 Zk601 5 F5 正断层 NW NE 70 0～20 1.2 5、14、17 1 2 3 较可靠 6 F6 正断层 SN WN 70 >70 3 5、14、17 1 3 4 18号孔 可靠 7 F7 正断层 WE S 70 落差不详 1 14、17 1 1 推断 8 F8 正断层 NS W 70 10～15 0.7 5、14、17 1 1 填图 可靠 表1-2-1

(二)瓦斯

井田煤层瓦斯成份含量，总趋势是随煤层埋藏深度增大而升高，但是 规律性不强。如CH4在五煤层中发现含量为0.0 3mL／g，其余点均未发现CH4，十四煤层CH4含量升为0.30～O．3 9 m1／g，十七煤层降低为0.06～O.09mL／g，最高点为1．63 111L／g。CO：含量普遍为0.3～0.62mL/g，N2含量5.95～11.84ML／g，最低含量为4.13 L／g，最高达12.98mL／g，

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C2一C8含量小于O.03mL／g，局部高达0.09mL／g。

综上所述，井田煤层瓦斯含量分布特征与断层破碎带和覆盖层厚度有 关。五煤埋藏相对较浅，覆盖层薄，煤层瓦斯易分散逸失，特别是断层带 切穿煤层时，煤层瓦斯沿断裂带释放。故五煤层瓦斯含量低。十四、十七 煤层同样受构造影响，煤层瓦斯含量略高于五煤。

分析成果表明，井田煤层瓦斯主要成分为N2，占总含量的90％左右，瓦斯含量垂直分带和水平分带性不明显，除ZK40 1孔十七煤层属氮～沼气带外，其余煤层均属氮气带。

为评价井田煤层瓦斯成份含量的高低，依据煤层瓦斯测定成果，采用 瓦斯(CH4)相对涌出量，即矿井平均日产煤一吨的瓦斯涌出量计算，五煤、 十五煤低于O.03m3／t，十四煤平均O.345m。／t，十七煤最高涌出量1.63m3／t，平均O.63m。／t。计算瓦斯涌出量均小于2m3/t，远低于lOm3/t的分级标准，属低瓦斯矿井。

(三)、水文地质及井筒涌水量

地质报告采用大井法预测矿井涌水量，即先期开采地段矿井正常涌水 量五煤以上为275.1 38m。／d，五煤以下为1 8 7.6 14M。／d，全井田矿井正常涌水量为五煤以上为383.603m3／d，五煤以下为261.058m3／d。

根据矿井的开拓开采布局，初期开采五煤，矿井设计时取矿井涌水量 383．603 m3/d，即1 6 m3/h，最大涌水量按正常涌水量的1.4倍计算，即

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22.4m3/h。

第三章 施工准备 第一节 施工准备

一、生活场区设在工业场区附近，房屋建筑为彩钢活动板房。 二、在工业广场布置压风机房、绞车房)变电所、井口值班房、机电 维修房。

三、混凝土拌和站设在井口附近，要求将砂石料堆放场、水泥库布置 在搅拌站附近，库内应做防潮处理。拌和站尽量利用有利地形，便于砂、 石料、混凝土的机械运输。

四、炸药库由甲方统一安排，施工单位不预考虑。

五、厕所布置在厂区边缘，且处于下风向的地方，粪便入坑并用土掩埋。

六、所有临时设施尽量避开永久设施。

序号 1 2 3 名称 压风机房 绞车房 井口值班房 结构 砖木结构 砖木结构 活动房 单位 M2 M2 M2 数量 150 300 30 备注 10

以保证最佳爆破效果，附爆破图表。

2．装岩、运输：

装岩是井筒掘进中占用时间较长，因此提高装岩机械化水平是实现快速掘进的主要措施。

副斜井采用JK一2．5／20A型绞车提升，PY一60B型耙斗机装岩，4M3箕斗轨道运输至地面矸仓经自卸汽车排至指定地点。为了避免放炮损坏装岩机和保证装岩效率，耙斗装岩机距工作面以15—30m为宜。当装岩距离过大时，应向前移动装岩机，在移动之前，首先清理井筒底板并铺设轨道，依靠提升机下放至预定位置。装岩时，为防止装岩机下滑，除安装卡轨器外，还须将机身通过钢丝绳固定于轨道上。

3．支护

施工方法为掘进与永久支护平行作业。锚喷作为永久支护的一部分，在施工时作为临时支护，锚喷临时支护工作紧随掘进工作面。锚杆选用高强树脂锚杆，Ф=20mm，长度2000mm，间排距8003800mm。临时喷射混凝土厚度50mm。喷砼选用PZ一5型喷射机2台，一台置耙斗机后作为工作面临时支护，另一台置耙斗机后20—60m永久喷砼用。输料管采用108mm钢管

喷射砼水泥选用P042.5级及以上普通硅酸盐水泥，中粗砂，5—10mm连续粒级碎石，速凝剂掺量为水泥用量的3％，水灰比0.43一0.45。

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锚杆安装施工要点：

a、眼位布置合理，严格按间排距布眼，偏差小于±100mm。 b、利用锚干钻机带动锚杆旋转推进，锚固后上紧托板，钢筋露头(托板外)不大于50mm。

钢筋网铺设要点：

a、利用锚杆悬挂并固定钢筋网，网到岩面距离不小30mm。 b、网片之间搭接长度100mm。 喷射砼的施工要点：

a、喷射作业施工准备工作做好后，严格掌握规定的速凝剂掺量，并均匀添加，喷射时应严格控制水灰比，使喷层表面平整光滑，无干斑或滑移流淌现象。

b、喷射应分段、分部、分块、先墙后拱、自下而上地进行喷射，喷嘴需对受喷岩面作均匀的顺时针方向的螺旋转动，一圈连一圈的横向移动，螺旋直径约为20一30 cm，以使混凝土喷射密实。

c、为保证喷射砼质量，减少回弹量和降低粉尘，作业时还应注意以下事项：

①喷射时应分段，长度不超过6m，分部为先下后上，分块大小2m32m，并严格按先墙后拱，先下后上的顺序进行喷射，减少混凝土因重力作用而引起滑动或脱落现象的发生。

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②掌握好喷嘴与受喷岩面的距离和角度：喷嘴至岩面的距离为0.8—1.2m，过大或过小都会增加回弹量，喷嘴与受喷面垂直，并稍微偏向刚喷射的部位(倾斜角不宜大于1 0度)，则回弹量最小，喷射效果和质量最佳，岩面凹陷处应先喷和多喷，而凸出处应后喷和少喷。

第四节 砼搅拌和运输

一、在副井井口设置一砼集中搅拌站，搅拌站内设置JZ一350型强制搅拌机二台，HPD800B型配料机一台。

二、井简明槽砼段施工用砼在搅拌站搅拌好后，用砼输送泵送至工作点。

三、暗槽段砼块运输采用专用带护栏平板车

四、基岩段喷射砼及砂浆用料采用地面拌干料，用1.5M3。矿车运至喷射点进行喷射作业。

五、根据设计砼强度等级，严格按实验室出据的砼配合比单拌制砼。

第五节 提升运输管理

一、铺轨质量的好坏关系到矿车运行安全。必须按永久铺轨的质量标准铺设施工用轨道。

二、斜井内设红灯，行车时红灯亮，行车不行人，行车时人员躲入躲避洞内。

三、使用声光信号。两套提升系统各自独立，井下信号先传至地面信

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号房，再由地面信号房传至绞车房。信号规定：2停；22上(提)；222下(放)；2222慢上(提)；22222慢下(放)，乱弦为事故信号。

四、井下工作地点至地面信号房设置防爆电话，以方便工作联络。 五、设置“一坡三档\，防止跑车事故的发生。

六、每天专人检查一次提升钢丝绳，磨损超限或其它不安全情况及时上报，做好记录。

第六节 地质测量工作

一、测量工作

1．首先依据业主提供的测量基准点及书面资料，尽快对设计布点进行复测，当复测结果与设计资料的误差在规定的范围内时，仍以设计资料为准，如果误差超出允许范围时，需与设计单位研究后修改。

2．开工前，须建立自己的施工控制网。

3．施工后测量工作，必须严格按照测量设计提出的要求进行，在实测过程中，应评定实际测量精度，若低于设计要求，应再次测量。

4．进洞基点桩要设置在稳固的地点，并用砼加以保护，防止移动和损坏。

5．井筒内安装三台JK一3型激光指向仪，一台标定中心，二台标定腰线。每30m将中心腰线标定于巷道项，帮部，以方便以后使用。

二、地质工作

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1．施工过程中必须高度重视地质工作，根据地质情况的变化，采取预防安全技术措施，以正确指导施工。

2．开工前必须熟悉和研究地质报告、地勘资料，并作好必要的调查和分析工作。

3．认真、准确、完整地提出各井巷地质预计图。

4．根据原始地质资料及施工过程所掌握的地质资料情况及时为施工提供各种预计，修正地质剖面图。

5．移交生产前必须有完整的施工期地质资料汇总资料。

第七节 揭煤层技术措施

为确保安全施工，在井筒接近煤层时，必须严格按照《煤矿安全规程》的规定。具体如下：

一、打钻孔掌握煤层赋存条件和瓦斯情况

当掘进距煤层l Om时即停止掘进并成巷。用ZK一1 00型煤矿安全型钻机，至少打两个穿透煤层全厚的钻孔，以便确切掌握煤层赋存条件和瓦斯情况，要求取岩芯。打钻孔从安设钻机开始，地质技术员须跟班作好原始记录，瓦斯员跟班作业，准确掌握进度、岩性、见煤深度、煤厚等钻孔资料，作好当班记录和交接班，打钻结束后，及时编绘地质图。

二、打测定煤层瓦斯压力钻孔和测压

依据打钻所掌握的煤层赋存条件，距煤层5m即停止掘进并成巷，用

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ZK一100型煤矿安全型钻机在井筒沿煤层走向和倾向分别打Ф75m测压孔各一个，测压孔穿透全煤层。每钻完一个测压孔即安设测压管，测压管不得堵塞和漏气，封孔后待16—24小时再接压力表。

打测压孔时，地质、矿建技术人员和瓦检人员要跟班作业，及时准确掌握好钻孔深度、角度、煤岩厚度、瓦斯变化情况，作好记录，班组向调度室报告。

观测压力由瓦斯检员和工程技术员跟班，并作好记录，描绘瓦斯压力曲线图表，直接压力稳定24小时止。

三、震动性放炮揭开煤层

经排放瓦斯压力小于10个标准大气压后，按震动性放炮揭煤。 震动性放炮的实质，就是在工作面打较多炮眼，装较多药，全断面一次起爆揭开煤层。震动性放炮必须将所有的炮眼一次起爆，炸开石门全断面内岩层和煤层全厚，如果放炮未能揭开煤层，第二次放炮同样还是按震动性放炮进行，直至全部揭开并通过若干米为止。在放炮前，掘进工作面排放瓦斯的钻孔，必须用黄泥堵塞，其填塞深度要超过炮眼深度。放炮只准使用带安全被筒煤矿安全炸药。装药后，全部炮眼必须填满炮泥。爆破网路及爆破器材必须周密设计、选择、检查，保证不发生距爆和瞎爆现象。

震动性放炮炮眼布置原则：

炮眼个数比一般性放炮约多2—3倍，但具体眼数应视岩柱隋况而定；

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煤眼和岩眼要交错相间排列；

总炮眼数中，煤眼和岩眼个数的比例大约为1：2； 炮眼的密度，井筒的项部一般少于下部，周边多于中部； 炮眼深度一般超过欲揭岩柱和煤层的厚度之和，而岩眼底距煤层 0.1—0.2m，不得透煤。但考虑钻眼时不易掌握，可在钻透后停止钻进，填塞0.1—0.2m的眼底炮泥。

打震动炮眼时，技术人员跟班要求；要准确掌握好眼位、眼数及眼角 以及深度，收集现场原始数据，绘制实际震动炮眼图。煤岩眼分别编号，以利区别和避免误装。

根据提供的钻孔资料及已揭露的岩石地质情况，揭煤前编制详细的“井筒揭煤施工技术安全措施\，经审批后严格贯彻实施。

第八节 井筒通过破碎带的措施

一、撞楔法

井筒掘进可能会遇到局部严重破坏的岩石破碎带或断层，在施工中，井筒顶板如稍有暴露面即可能造成冒顶事故。遇到这种情况，必须使井筒顶板岩石完全不暴露，撞楔法就是常采用的一种方法。

在即将接触破碎带时，首先紧贴工作面架设2架支架，然后从后一架的顶梁下向前架支架的顶梁上方打入撞楔。撞楔可用松木橡木等木材制成。如用木板制成，则宽度一般不小于100mm，厚为40—50mm，前端削成三

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角形尖头，若用圆或半圆杆时，前端也要削成三角形尖头，以减少打入时的阻力。撞楔长度一般为1.5—2.5m，要排压打入，以免露顶，打击时撞楔最好用木锤，避免把楔尾打劈。为防折断，不要一次把一根撞楔打得过深，以每次把各楔打入100—200mm为宜，直至轮番分次打入到最终预定深度。由于井筒顶板有密排的撞楔超前护顶，因此就可以由工作面向前开始掘进，当掘到打入撞楔的三分之一处，即可架设支架3，到撞楔的三分之二处即架支架4。由于支架4的撞楔较高，为牢固的支撑撞楔前端，并为第二次打撞楔创造条件：可在支架4的上面架设一根横梁5，并以木楔6打紧，二梁的间隙就作为第二次打入撞楔的导向入口。然后，依此法打入成排撞楔并掘进，架设支架，直到通过破碎带为止。

用这种方法施工，每架支架都牢固可靠，并且前后支架之间用撑木、扒钉撑紧，以增加稳固性。

二、锚喷支护法

如果围岩不稳定，或较易风化，在掘进工作面暴露出新的围岩后，用喷射混凝土即可很快的封闭暴露面，阻止其风化和暂缓围岩的变形或松动，然后随即打锚杆进行支护。

在断层多，围岩非常破碎，掘进后随时都有冒顶危险的地段施工，可用打超前锚杆的方法，锚杆向前倾100一150mm，以防止顶板冒落。

第九节 防治水

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一、地面防水措施

为保证施工安全，防止涌水淹水事故的发生，施工首先从防止地面水渗入井下和探明水源两方面入手，并采取相应措施，防止地面水大量渗入井下的主要技术措施是：A、修筑排洪沟或截洪沟。B、夯实地表塌陷裂缝及填塞钻孔。C、明槽段砼碹体外围涂刷防水涂料、并抹20mm厚砂浆。

二、井下防水措施

1．井筒施工接近含水层时，必须坚持有疑必探的原则，超过探水距离5m。

2．井筒施工应实现安全、快速、打干井的目标，并应根据井筒水量预计资料中的涌水量数据，选择不同的施工方法和治理方案。

①涌水量小于10m。／h的含水层段，可采取强行通过施工方案。 ②涌水量大于10岔／h的含水层，应采取预注浆堵水措施。 ③当井筒施工工作面发现有突水预兆时(如水温异常、涌水量增大、水色发浑、地压增大、出现雾气等异常现象)，必须立即停止作业，同时报告调度室，以便采取有效措施，若情况危急，必须立即发出警报，以便及时撤出所有受水患威胁的工作人员。

三、注浆施工技术(略)

第十节 防汛

1．施工现场及生活区所有临时设施地坪均应高于周围O．5M，生活

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区排水沟统一规划，确保下大雨雨水排泄。

2．建立一支20人的防汛抢险队伍，制定联络方案。 3．配足防汛器材，如水泵、水带、编制袋、工具等。

第十一节 冬、雨季施工措施

一、在冬、雨季来临之前，必须储备足够的施工材料、机具和配件。 二、水泥必须存放在水泥库内，搅拌站必须设在大棚内，要求水泥库与搅拌站棚相连。

三、砂、石料场必须硬化，同时必须设砂石料储备棚，储备足够的材料，以满足冬雨季正常施工需要。

四、场内及生活区主要道路，必须硬化以方便行人进行施工作业。 五、当连续5天的平均气温低于5℃时必须对砼及砌体施工增加防冻措施，拌制砼或砂浆时在水中加入适量的复合抗冻早强剂。

六、当气温低于O℃时，必须对砌块表面沾染的冰块等杂物进行清理后方可使用。

七、对地面砌体增加蓬布、草帘等防护保温、保暖措施。

第五章 辅助生产系统 第一节 提升系统

副斜井选用一台JK一2．5／20A绞车提升。一、副井主提升钢丝绳选型：

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根据井筒提升运输条件和提升设备(4.0m3箕斗)，选定钢丝蝇为Ф28-6 37—170—光右交。其计算参数如下：箕斗自重2247千克；矸石重量6800(431 700)千克，合计9047千克。

选择钢丝绳型号为：

637一Ф28-170。单位重量为2.78kg／m。 钢丝最小破断拉力总和为47350KG。 二、钢丝绳安全系数校核

m=Qd／[Q0(Sin β+?1cosβ)+Psb3L0(Sinβ+ ?2cosβ)]

=47350／[90473(Sin24°+0.01Cos24°)+2.7831020(Sin24°+0.2Cos24°)]

=47350／5433=8.7 1>ma=6.5 三、提升机选择

卷筒直径D≥60ds：D≥900s 其中：ds——钢丝绳直径30 mm

S——最粗钢丝直径2.8mm D≥60328=1680mm D≥90032.8=2520mrn 验算提升机强度 最大静张力验算

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Fj≥Q0(sinβ+?lcosβ)+PsgLo(sinβ+?2cosβ)

Fj——提升机强度要求允许的钢丝绳最大静张力，N

90473(Sin24°+o.01Cos24°)+2.784310203(Sin24°+o.2Cos24°) =5433kg=53.3KN Fj=90KN>53.3KN

即：提升机强度符合要求。 电动机动率估算： KB2Fj2VmB P=—————— ηc

其中：KB——电动机功率备用系数，取1.2

VmB——提升机最大速度，取4.78m／s ηc——传动效率取0.85 1.2353.334.78 P=————————

0.85 =359(KW)

提升机功率458KW>所需功率359KW，即提升机功率满足需要。

第二节 运输系统

井筒内运输由木轨枕140312031600MM、30KG／M钢轨及箕斗组成运输系统。

地面装载机配合自卸汽车组成地面排矸系统。

第三节 压风系统

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建立集中空压站，配备英格索兰移动式空压机两台，压风管路从压风房至井下采用直径1 0834Mm钢管；在井口安装风水分离器。

第四节 通风系统

副斜井施工选用№6／30型1532对旋式局扇两台，一台使用，一台备用，800mm胶质阻燃风筒组成压入式通风系统。

第五节 排水系统

在工作面后30M设一3M3水箱，工作面涌水通过风动潜水泵打入水箱，再利用水箱内潜水泵打上地面。随井筒的不断延伸，井筒内涌水量增大，拟采取在井筒内设施工临时水仓2—3个，水仓容积20M。，各水仓安装100D4534型离心式清水泵一台，接力排水至地面。

管路选型：选用Ф1 0834Mmm无缝钢管。

第六节 供电系统

工业广场设立一临时变电所，选用S9—630/10一台KS7—200/6—10变压器一台，，分别为地面和井下供电。井下和地面低压用电设备均为380V电压等级，高压为6000V，生活照明用电是220V。在地面变电所设井下专用变压器，变压器采用中性点不接地系统，并经JL-82型检漏继电器作为漏电保护。井筒供电电缆沿井壁敷设至各用电点，信号等设备用电需配备干式变压器降至127V或36V。

第七节 信号、通讯、照明系统

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一、井下工作面、井口信号房、绞车房建立“三铃二点\式声光信号；井筒内安装行车指示灯。由矿用防爆打点器、防爆电铃、防爆灯具及四芯电缆组成信号系统。

二、井上、下通讯安装矿用防爆电话，用于井下与地面的联络。地面通讯采用无线电话进行相互联络。

三、井筒内每20M设一盏防爆照明灯，工作面设一盏投光灯。入井人员携带矿灯

序号 设备名称 型号 数量(台) 总数 工作 2 2 2 2 1 2 1 设备容量(KW) 总数 17532 37.5 44 3 90 30 100 3032 工作 350 37.5 44 3 90 30 100 624．5 60 一 地面负荷高压 1 绞车 JK-2.5/20A EM-160 JS500 HB8 HBD800B 2BKJ-N06/30 29

2 3 2 2 1 3 2 二 地面负荷低压 1 2 3 4 5 三 1

空压机 搅拌机 砼输送泵 配料机 局扇 机修工具 地面照明动力 负荷小计 井下负荷 水泵 2 3 4 5 6 耙斗机 喷浆机 井下信号照明 小水泵 备用 负荷小计 PY-60B PZ-5（B） 2 4 4 2 2 2 60 22 40 12 20 60 11 40 6 20 197 建设期间电力负荷统计表

副斜井基岩段装药结构表

炮眼 名称 掏槽眼 扩槽眼 辅助眼 周边眼 底部眼 小计

副斜井基岩段预期爆破效果图

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炮眼 个数 6 4 11 19 7 47 炮眼 深度 2.0 2.0 1.9 1.9 1.8 炮眼 长度 12 8 20.9 36.1 12.6 89.6 炮眼 编号 1-6 7-10 装药量 卷/眼 重量 （KG） 5 4 4.5 2.4 6.6 8.55 5.25 27.3 爆破 联线 顺序 方式 Ⅰ Ⅱ Ⅲ Ⅳ Ⅴ 串联 （M） （M） 11-21 4 22-40 3 41-47 5

名称 炮眼利用率 循环进尺 单位 % m 数量 87 1.7 16 27.3 47 名称 循环炮眼长度 每米炸药耗量 单位 M Kg/m 数量 89.6 16.1 2.9 27.6 循环爆破原岩量 m3 循环炸药消耗量 Kg 循环雷管消耗量 个 单位原岩雷管耗量 个/m3 每米炮眼耗量

个/m 第六章 施工进度、工期及保证措施

第一节 进度安排原则

一、满足合同工期要求和设计中对施工要求。 二、符合本标段工程的施工特点。 三、施工进度指标按正常情况下选取。

四、充分利用合同要求的工期安排施工，并将适当提前，以备在施工过程中不可预见问题产生后调整进度留有余地。

五、说明：正常情况是指施工的地质变化没有对施工方案造成大的改变。如有非施工单位自身原因而影响施工进度的因素发生时，施工单位也必须主动采取有关措施并与业主商定调整进度指标和工期。

第二节 作业方式

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副斜井井筒施工采用“三八”作业制，作业形式三掘二喷。

第三节 进度及工期

副斜井进度安排如下：

副斜井本次投标总工程量1019.306m，表土明槽28.99 m，基岩风化暗槽32.77m，基岩段957.546 m。

1、施工准备期30天。在此期间，施工设备、材料、人员必须到位。大临设施必须建好，具备正式开工条件，并完成表土明槽段28．99m的开挖工作。

2、明槽段砼浇筑、铺底砼及回填施工10天。

3、基岩风化暗槽段32.775 m，采用短掘短砌方式施工，每4个小班一个循环，每循环3m，日进尺2.25m，循环率按0.80计，月进尺54m，施工工期1 8天。

4、基岩段施工957.546m，日进尺4.5m，循环率以0.85计，月进尺110m，共施工261天。

5、水沟、台阶、铺轨及地坪96 1.326m，计划施工20天。 6、竣工验收及移交5天，副斜井施工总工期为344天。

副斜井施工进度计划横道图

名称 施工准备及表土明槽段开挖 表土明槽段砼碹 工程量（m） 28.9 28.99 施工工期（天） 30 30 10 60 90 （天） 120 150 180 210 240 270 300 330 360 32

基岩风化暗槽段 基岩段 水沟、台阶及地坪 验收 合计 32.77 357.54 961.32 18 261 20 5 344 说明：施工总工期344天

副斜井基岩段掘进正规循环图表

序项目 号 （分） 时间 1 2 3 4 5 6 7 8 1 交接班 10 2 机具准备 20 3 打眼 120 4 装药连线 30 5 放炮通风 20 6 装岩 300 7 打锚杆挂网 100 8 喷砼 240 33

9 清理 20

第四节工期保证措施

一、组织措施

1．组成精干高效的项目班子，确保指令畅通、协作良好。

2．项目经理部实行项目法施工，对工程行使计划组织、指挥、协调、控制、监督等职能。

3．建立健全生产例会制度，每周召开一次生产例会，按施工进度计划对照检查实际进度。总结一周内工程进度质量、生产安全等状况，协调内部岗位的工作关系，使各项管理工作保持正常运行，确保按时完成工程任务。

4．做好施工过程中各工种的配合和施工阶段的准备工作，按工期排出月、旬计划，并绘制网络图。按计划组织人力、物力、资金。做到有组织、有计划、有步骤、科学地组织施工。

二、技术措施

1．总控制进度计划与月旬进度计划相结合多级网络计划进行施工进度控制和管理，通过施工网络节点控制目标的实现来使各节点工期目标的实现，从而进一步确保总工期控制计划的实现。

2．采用成熟的新技术、新工艺向科学技术要进度，要质量，通过新技

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术、新工艺的推广应用缩短各工序的施工周期，从而保证施工总工期。

3．根据各工序之间的逻辑关系及施工周期，合理组织施工，形成各分部分项工程在时间、空间的合理穿插，提高时间利用率，推行平行立体交叉作业，实现上下左右前后内外多工种，多工序相互穿插，紧密衔接、合理安排，达到缩短工期的目标。

4．落实材料进场计划，确保材料供应及时，避免施工过程中窝工现象。 5．最大限度地采用机械化施工，合理配套，提高机械的利用率。 6．采用切实可行的季节性施工措施，保证连续施工，确保工期和质量。

第七章 质量标准及施工保证措施

第一节 质量标准

本工程采用国家及行业的颁布与此工程有关的各种现行有效的技术规范、规程及设计院技术文件上的质量要求。

工程质量优良。工程质量标准执行国家现行的《煤矿井巷工程质量检验评定标准》。

第二节施工验收

各工序的施工质量由班组自检、互检，区队质量检查员须每班必检；项目部抽查、旬检、月检，工序一经完成立即检查、验收、记录，各级检查、验收、责任落实到人，如果没有记录或记录不实时，追究责任人并给予处罚。

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旬检工作由项目部组织，主管技术负责人、技术员、质检员、区队长参加，组成检查、验收小组，对工程质量进行考评。

月验收时，与甲方、监理、设计院代表共同组成验收小组，对当月施工的工程质量进行全面检查与验收。

第三节保证工程质量的技术措施

一、严格执行国家及行业颁布的各种现行有效的技术规范、规程及设计文件上的质量要求，遵守《矿山井巷工程施工及验收规范》。

二、建立、健全项目部及区队的质量监督、检查制度，专职质量检查员全面负责工程的施工质量检查工作；同时加强施工班组自检、互检，自检、互检责任落实到人。

三、推行全面质量管理，提高施工人员的工程质量意识，强调以质量求信誉、求发展、求生存，充分发挥各级质量网员的作用，使他们有职有权。

四、实行工序质量否决制，对工序施工质量严格控制，执行目标管理，在质量体系监督和指导下层层把关，确保项目工程优良。

五、掘进时，每循环打眼前必须引中心、定眼位，周边眼应定人、定钻；爆破后检查掘进的成型质量，及时调整爆破参数。

六、支护时，砌碹部分在立胎和搭设工作平台中，指定专人负责，班、组长复测、检查各部位尺寸；所有尺寸应符合施工及规范要求。

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七、工程所用的材料、构件必须有符合要求的出厂合格证及检验报告，并随货同行。砂、石料、砂浆，混凝土配合比，锚杆应定期抽样检查，按要求送交有关部门试验，出具报告单并存档。

八、施工中积极收集、整理好各种原始记录，如材料试验单、合格证、施工记录，停(复)工报告，监理通知及月报，设计变更文件，重大质量事故记录等，为工程质量评定和竣工移交打好基础。

九、对工程质量管理工作，在自身不断加强、提高的前提下，虚心接受甲方、监理及矿区质监站的监督、指导，对指出的问题及时改进和处理，并将处理结果以书面形式做出汇报，促使施工质量不断得以提高。

施工质量管理体系

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项目经理 项目副经理 项目工程师 工程师 经营部 综合部 施工综合队 队长、技术员、质检员 施工班组 工程质量达到优良

工程质量保证控制图

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全员、全过程、全方位质量控制 TQC教育 QC领导小组 标准化作业 创优规划 质量责任制 质实验TQC活动小组 施工施工前岗位培训 实验检查监督 严格实施三检制 定人定时检测 质量与个人收入挂钩 量检查分工负责 前岗以质定价 第各施工队 位培监一 质量 抽水 督 各作业班组 训 奖惩分明 各作业班组 全体员工 提高技能 质量评定 实行质量否 指导、服务、监督、管理，确保工程质量优良 爆破 机械运输 钢筋制作 混凝土加工 内外装 设备安装调试 机械车辆维辅助作业

工程质量保证体系

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公司总经理 总工程师 强化全员过程企业管理 突出组织计划 目标工作 落实要求 措施 检查检制度 经济保证体系 组织保证体系 施工保证体系 思想保证体系 监察保证体系 质量岗位责任制 设置监察机构 制定创优规划 落实培训计划 熟知技术标准 监督考核 配备专职监察员 确定最佳施工方案 全员质量知识教育 检验方法 奖优罚劣 QC小组活动 工序质量控制 TQC教育 检验手续 验工计价 质量检查评比 协调各部门关系 质量竞赛 定期检查 信息反馈 访问用户 组织工程验收 组织观察 合格及优良率

第八章 施工安全技术措施

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