煤矿皮带斜井施工组织设计.doc

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1、平煤集团天力公司吴寨矿皮带斜井施工组织设计平煤集团建井一处二八年六月目 录第一章 工程概况2第一节 设计概况2第二节 井筒地质与测量工作3第三节 施工准备工作4第二章 井筒施工5第一节 施工方案选择5第二节 表土段施工6第三节 基岩段施工12第四节 通风17第三章 凿井辅助系统和设施18第一节 简述18第二节 提升设施选型计算20第三节防排水21第四章 劳动组织及工程排队22第一节劳动组织22第二节工程排队23第三节基岩段掘进循环图表23第五章 质量保证体系及安全技术措施25第一节 质量标准及技术措施25第二节 安全技术措施30第六章 文明生产标准43附图： 施工平面布置图 斜井平剖面图施工断

2、面图 台阶及水沟大样图板桩打设示意图 施工断面布置图甩车场布置平剖面图 供电系统图第一章 工程概况第一节 设计概况吴寨矿皮带斜井开口位置位于吴寨矿工业广场东南角，开口标高为+91.600m，落底标高-138.156m。设计方位角192503，坡度为-22。半圆拱形断面，净宽4000mm，净高3500mm。设计工程量约为613m。附属工程为：-100井底车场联巷、己组采区煤仓（25m）及上下硐室、庚组煤仓18m及上下硐室。皮带斜井主要用途担负煤炭提运任务。皮带斜井井筒及相关工程特征表序号项目单位数量备 注1坐标控制点m开口坐标X=36021.235Y=38111.785Z=+91.6落底标高：Z

3、=-138.1562方位角 1925033设计坡度-224设计长度m6135井筒净断面m212.286掘进断面表土段m217.6带底拱（19.2 m2）风化基岩段m215.5基岩段m214.2全岩段/穿煤段7支护段长表土段m350加底拱段预计100m风化基岩段m50基岩段m2138支护形式表土段U25型钢+砌碹砼，详见支护断面图1-1、2-2、2-2风化基岩段U25型钢+喷浆，详见支护断面图3-3基岩段穿煤段为型钢+喷浆，全岩段为锚网喷支护，详见断面图3-3、4-49水平标高m-138.15610附属工程m施工图另行编制工程量及材料消耗量统计表断面编号支护类型长度（m）掘进体积（m3）砼消耗量

4、（m3）料石（m3）锚杆数量（套）金属网（m2）钢材（t）1-1U型钢砼27475.2193.64353.79.182-2U型钢砼2233942.81186.362921.375.822-2U型钢砼1001920532131151.423-3U型钢砼1001550300121032.224-4锚网喷1632291.8290.143500合 计61310179.82502.1435005796168.64备 注该表所列数据仅供参考，各段支护段长应根据实际施工情况进行调整。第二节 井筒地质及测量工作一、井筒地质 地层根据附近钻孔和有关资料，井筒施工揭露的地层自上而下有: 第四系、二叠系下统山西组、

5、石炭系太原组。 第四系该层厚约110米，斜井穿过该层斜长约300m。上部为青灰色或棕黄色粘土，厚度约80m；下部为乱石夹黄土，厚度约30m。 二叠系山西组该层厚度约70m，斜井穿过该层斜长约160m。岩层由上而下依次为：灰黄色砂泥岩，局部夹有褐铁矿结核，厚度约37m；灰色砂泥岩，局部夹有褐铁矿结核，厚度约7m；己15煤层，厚度2.1m；灰色云母砂质泥岩及细砂岩，厚度9m；砂质泥岩及泥岩，局部含有云母碎片，厚度约15m。 石炭系太原组该组厚度约60m，主要七层灰岩组成，灰岩间夹有灰白色砂岩、灰黑色砂质泥岩及泥岩，底部为约3.6m的铝土质泥岩。本组主要可采煤层为庚20煤，处于L5灰岩底板，厚度约1

6、m左右。 煤层及瓦斯该区主要开采煤层为己15和庚20煤层，瓦斯含量较小。斜井施工将揭穿己15煤层（预计斜距390m位置揭露， 该位置绝对标高约为-58m ），不揭露庚20煤层。 水文地质根据附近东西斜井有关水文地质资料，井筒施工所穿过的主要含水层为第四系，该层为乱石夹黏土。主要补给来源为大气降水和地表水，且受季节性的降雨影响比较大，应采取相应的防治水措施。二、井筒测量为保证井筒施工质量及巷道方位，当斜井施工50m后，安装激光指向仪，并建立不少于2个激光校正点，对斜井方位、坡度进行控制。测量人员应保证每天至少对激光监测一次，确保巷道方位、坡度不受放炮震动出现偏差。当激光斑点大于50mm或出现散光

7、现象时，应及时前移重新安装激光。斜井导线的传递由井田近井点导入，并符合等级标准，导线测量工作应由专业人员进行，严格按煤矿测量规程要求，确保导线精度，及时检查、标定巷道中心、腰线。井筒竣工后向矿方提交测量导线成果资料。第三节 施工准备工作一、五通一平工作 交通：皮带斜井开口位置位于吴寨矿工业广场内，进场道路能够满足施工要求。 供电：从吴寨矿变电所引出6kv双回路，新建临时变电点，满足所有高低压用电需求。 供水：接通吴寨矿工业广场供水管路，满足生产及生活用水需要。 通讯：由吴寨矿提供集团公司内部通讯分机一部、井下通讯分机两部，形成通讯网络。 排水：斜井涌水直接排入吴寨矿沉淀池内。 广场平整：开工前

8、，由吴寨矿负责明槽施工范围内煤场清理、拆除原翻矸架及坑木场北侧围墙，为斜井开工前各项设备及大临工程施工及明槽开挖提供方便。二、工业广场布置及凿井措施工程根据工业广场现场情况，提升方位角192503。材料库、办公室利用坑木场西侧平房或新建彩板房。材料棚、砼搅拌站布置在井口东北侧。提升绞车房、机修房、临时变电均采用彩板结构。第二章 井筒施工第一节 施工方案选择一、施工方案选择根据皮带斜井的工程特点，整体施工方案确定为：由上向下施工，分别与-100井底车场、庚组采区进风巷贯通，之后再施工附属工程。从地面开口施工段，根据井筒地质条件及支护形式，采用短掘短支，辅以临时支护的施工方案。打眼选用YT-28型

9、风钻。装岩选用P-60（B）长绳耙斗机。采用一台JY-4A型绞车，一台2m3 V型侧翻式矿车提升。排水选用D80-305或D80-309型水泵。井筒定向采用激光指向仪指向。地面设砼搅拌站，按规程规定，井筒施工过程中每隔40m，施工一个躲避硐，根据井筒各段支护形式不同，采取相应的支护方式，要求在作业规程中详细说明。 第二节 表土段施工井口设计标高为+91.6m，表土段支护段长约350m，根据皮带斜井工业广场平面布置图及现有地质资料，制定明槽开挖方案，明槽开挖掘进时放边坡（根据土质采用1：0.3），按设计1-1断面进行永久支护，最后回填至自然地坪标高。正常表土段按2-2断面进行永久支护，风化基岩段

10、50m按3-3断面进行永久支护。一、明槽段采用钢砼支护形式，支架间距500mm，支护厚度400575mm。金支采用U25型钢加工。连接板及底盘采用=12mm钢板加工。每架金支分四节，节与节之间采用钢性连接。采用18mm螺丝连接，要求上双帽。拉杆采用708角铁加工。每架金支设五道拉杆连接，12mm螺丝连接，分别安装在三个连接处，拱基线往下0.5m位置。砼强度C25。具体尺寸见1-1断面图。 明槽开挖根据井检孔资料及实际开挖情况，在保证施工安全的前提下，制定开挖方案。斜井前27m采用明槽开挖，掘进时放边坡（根据土质采用1：0.3）。采用机械配合人工开挖，开挖时应在开挖区域周围挖排水沟，并避开雨天施

11、工。施工过程中可根据表土层的稳定情况调整开挖深度。明槽开挖过程中，应分层分段进行，分层高度不大于1.5m，分段长度510m.及时进行土钉锚网临时支护，若有渗水现象应喷浆封闭。详见下图。 金支架设待明槽开挖结束后，按设计由下向上分段架设U25型钢支架，采用刚性连接，每架棚子五道拉杆，支架间距500mm，全断面背钢笆网。 墙基施工斜井底板高出自然地坪区段打设宽度1m的砼墙基。斜井底板低于自然地坪区段，若基础位于回填的虚土中，应由下往上用三合土加以夯实，并施工料石基础，基础尺寸为：宽高=800300mm。 立模打灰壁厚400575mm，由下往上按照设计要求立模浇注砼。砼浇注段长根据实际情况控制在4.

12、512m，分段立模浇注砼。砼设计强度C25，由实验室现场取样试配，确定配合比。 回填明槽段由下往上分段支护完毕后，及时将分段巷道支护以外边槽回填至自然地坪标高。回填过程中，应注意每回填300500mm，采用人工或机械夯实，防止地面积水下渗进入巷道。二、正常表土段预计施工段长323m左右，采用钢砼支护形式，支架间距500mm，支护厚度400575mm。金支采用U25型钢加工。连接板及底盘采用=12mm钢板加工。每架金支分四节，节与节之间采用钢性连接。采用18mm螺丝连接，要求上双帽。拉杆采用708角铁加工。每架金支设五道拉杆连接，12mm螺丝连接，分别安装在三个连接处，拱基线往下0.5m位置。砼

13、强度C25。具体尺寸见2-2断面图。 掘进采用人工风镐掘进，掘一架架一架。如遇大块砾石应用风镐打碎装车运走，尽量避免放炮对周边实体震动影响。 支护1、超前支护表土段掘进工程中，采用301001000mm的密集板桩或10#槽钢超前临时支护，每架设一架金支打设一次板桩，数量根据施工实际情况确定；板桩均匀布置在巷道荒断面轮廓线以外，拱部打设角度略小于下山坡度，墙部打设角度与下山坡度一致。2、永久支护金支架设设计采用U25型钢支架，刚性连接，每架棚子五道拉杆，支架间距： 500mm，全断面背钢笆网、木背板。钢笆网采用6mm钢筋焊制，网格4040mm；木背板规格：7505030mm。施工过程中采用“一掘

14、一支”的施工方法，金支空顶距要求：500mm，使用前探梁施工，施工顺序：前移探梁架设棚梁背顶网出碴挖腿窝接棚腿背帮网进入下一个循环。穿过膨胀土或松软土层考虑增加底拱加强支护，底拱应在铺轨或打灰前架设安装完毕。如果有侧压显现，底梁应在工作面一次安装完毕。增加底拱断面见2-2断面。立模打灰壁厚400575mm，按照设计要求立模浇注砼，砼浇注段长根据实际情况控制在4.512m，砼空顶距根据实际情况确定。施工过程中根据实际情况确定打灰段长。砼设计强度C25，由实验室现场取样试配，确定配合比。三、风化基岩段预计施工段长50m左右，采用金支+喷浆联合支护形式，支架间距500mm，支护厚度210mm。金支采

15、用U25型钢加工。连接板及底盘采用=12mm钢板加工。每架金支分四节，节与节之间采用钢性连接。采用18mm螺丝连接，要求上双帽。拉杆采用708角铁加工。每架金支设五道拉杆连接，12mm螺丝连接，分别安装在三个连接处，拱基线往下0.5m位置。砼强度C20。具体尺寸见3-3断面图。 掘进采用YT28型风钻打眼，煤矿许用二级水胶炸药，毫秒延期电雷管起爆。施工工程中根据岩性选择合理的爆破参数。炮眼深度1.2m，每炮循环进尺1.1m，炮眼利用率90%，正规循环率80%，每月有效进尺：1.1230.580%=54m。 爆破原始条件矿井瓦斯等级掘进断面15.5m2岩石普氏系数f=4-6钻眼机具YT-28型炸

16、药种类煤矿许用水胶炸药雷管类别毫秒电雷管 炮眼布置井筒掘进断面15.5m2，采用直眼菱形掏槽方式，全断面共打眼82个，其中包括不装药中空眼一个。爆破参数表（f=46）眼号炮眼名称炮眼深度(m)炮眼个数装药量倾角起爆顺序联线方式备注数量(卷)小计水平垂直0中空眼1.410-22串并联1. 水胶炸药规格为：32300mm，0.33kg/卷。2.根据实际揭露岩石风化程度及时调整装药量。1-4掏槽眼1.44280-225-22辅助眼1.2181180-2223-39崩落眼1.2171170-2240-72周边眼1.2330.516.53-2273-81底眼1.392180-25合计94.78277.5

17、卷/25.6kg 预想爆破效果图表顺序指标名称单位数量顺序指标名称单位数量1炮眼利用率%905每米炸药消耗量kg23.32工作循环进尺m1.16每方岩石炸药耗量kg/m31.53每循环爆破岩量m317.057每米巷道雷管消耗量发/m73.644一循环炮眼长度m94.78每方岩石雷管消耗量发/m34.75当岩石破碎时应缩小循环进尺，根据岩性变化及时调整爆破参数。 支护 超前支护风化基岩段采用432000mm管缝锚杆超前支护，间距200mm左右，架两架打设一次。数量根据施工实际情况确定；超前锚杆均匀布置在巷道荒断面轮廓线以外，拱部打设角度略小于下山坡度，墙部打设角度与下山坡度一致。 永久支护 金支

18、架设设计采用U25型钢支架，刚性连接，每架棚子五道拉杆，支架间距： 500mm，全断面背钢笆网、木背板。钢笆网采用6钢筋焊制，网格4040mm；木背板规格： 7505030mm。施工过程中采用“一掘一支”的施工方法，金支空顶距要求：最小500mm，最大1100mm。使用前探梁施工，施工顺序：前移探梁架设棚梁背顶网出渣挖腿窝接棚腿背帮网进入下一个循环。 喷浆支护壁厚210mm，砼设计强度C20。施工过程中应合理控制喷浆段长，拱部在耙斗机前喷成巷。墙部在移耙斗机后及时喷成巷。四、铺底、水沟、台阶巷道铺底厚度150mm，台阶及水沟布置在下山方向巷道左侧，台阶尺寸：长宽高=420600170mm，水沟

19、净尺寸：上宽高下宽=300300300mm。（见施工断面图）临时铺底、水沟、台阶在耙斗机后施工。待斜井主体工程完工后再由下而上拆除轨道，进行永久铺底施工。第三节 基岩段施工根据相关资料显示，从绝对标高-70m-156.068m为基岩段，施工段长约213m。 一、全岩段全岩段预计施工段长213m，采用锚喷支护形式。其锚杆采用202000mm普通树脂锚杆，锚杆间排距700700mm，药卷用Z2335树脂药，每孔3卷药。喷浆厚度为T=120mm。砼强度C20。 爆破说明书采用YT28型风钻打眼，光面爆破。选用煤矿许用二级水胶炸药，毫秒延期电雷管起爆，视围岩情况选择合理的爆破参数。采用起爆器起爆。若断

20、层带富存瓦斯或揭穿煤层时，应采用三级以上煤矿许用水胶炸药。炮眼深度1.7m，每炮循环进尺1.4m，炮眼利用率85%，正规循环率85%，每月有效进尺：1.4230.585%=70m。 爆破原始条件矿井瓦斯等级掘进断面14.06m2岩石普氏系数f=4-6钻眼机具YT-28型炸药种类煤矿许用水胶炸药雷管类别毫秒电雷管 炮眼布置掘进断面14.06m2，采用直眼菱形掏槽方式，全断面共打眼70个，其中包括不装药中空眼一个。爆破参数表（f=48）眼号炮眼名称炮眼深度(m)炮眼个数装药量倾角起爆顺序联线方式备注数量(卷)小计水平垂直0中空眼1.910-22串并联1. 水胶炸药规格为：32300mm，0.33k

21、g/卷。2.根据实际揭露岩石情况合理调整装药量。1-4掏槽眼1.944160-225-14辅助眼1.7103300-2215-29崩落眼1.7152300-2230-60周边眼1.7311313-2261-69底眼1.894360-25合计120.970143卷/47.19kg 预想爆破效果图表顺序指标名称单位数量顺序指标名称单位数量1炮眼利用率%855每米炸药消耗量kg33.712工作循环进尺m1.46每方岩石炸药耗量kg/m32.43每循环爆破岩量m319.77每米巷道雷管消耗量发/m49.34每循环炮眼长度m120.98每方岩石雷管消耗量发/m33.51当穿过破碎岩石或软岩段，应及时缩小

22、循环进尺，根据岩性变化重新调整爆破参数。 支护说明书全岩段设计采用锚喷支护，202000mm普通树脂锚杆，间排距700700mm；Z2335药卷，3卷/根。喷浆厚度120mm。砼强度不低于C20。当岩石破碎时增加挂网加强支护，金属网采用6mm钢筋焊接加工，网格8080mm，网与网搭接100mm。必要时增加锚索加强支护，锚索规格由矿方确定。采用“两掘一喷”的支护方案，施工工序：交接班安全检查开工准备拉中心腰线上部锚杆及打上部眼耙碴（排水）打下部锚杆及下部眼装药放炮出碴（除放炮、检查、喷浆时间外）。打锚杆应做到随打随锚。锚杆施工顺序：先顶后帮、由外往里。拱部锚杆空顶距要求：最小700mm，最大21

23、00mm，喷浆空顶距要求5000mm。拱部在耙斗机前成巷，墙部在移耙斗机后两天内成巷。二、穿煤或软岩段（U25型钢砼支护）斜井穿过煤层或厚层软岩段预计施工段长50m，采用3-3断面。 掘进采用YT28型风钻打眼，揭穿煤层时采用煤矿许用三级乳化炸药，过厚层软岩石时采用二级水胶炸药，毫秒延期电雷管起爆。施工工程中根据岩性选择合理的爆破参数。炮眼深度1.2m，每炮循环进尺1.1m，炮眼利用率90%，正规循环率80%，每月有效进尺：1.1230.580%=54m。 爆破原始条件矿井瓦斯等级掘进断面15.5m2岩石普氏系数f=4-6钻眼机具YT-28型炸药种类煤矿许用安全炸药雷管类别毫秒电雷管 炮眼布置

24、井筒掘进断面15.5m2，采用直眼菱形掏槽方式，全断面共打眼82个，其中包括不装药中空眼一个。爆破参数表（f=46）眼号炮眼名称炮眼深度(m)炮眼个数装药量倾角起爆顺序联线方式备注数量(卷)小计水平垂直0中空眼1.410-22串并联1. 水胶炸药规格为：32300mm，0.33kg/卷。2.根据实际揭露岩石风化程度及时调整装药量。1-4掏槽眼1.44280-225-22辅助眼1.2181180-2223-39崩落眼1.2171170-2240-72周边眼1.2330.516.53-2273-81底眼1.392180-25合计94.78277.5卷/25.6kg 预想爆破效果图表顺序指标名称单位

25、数量顺序指标名称单位数量1炮眼利用率%905每米炸药消耗量kg23.32工作循环进尺m1.16每方岩石炸药耗量kg/m31.53每循环爆破岩量m317.057每米巷道雷管消耗量发/m73.644一循环炮眼长度m94.78每方岩石雷管消耗量发/m34.75若岩石破碎或煤层较软时，应及时缩小循环进尺，根据岩性变化重新调整爆破参数。 临时支护根据煤岩破碎情况，采用432000mm管缝锚杆超前支护，间距200mm左右，数量根据实际情况确定，每个循环打设一次。管缝锚杆均布置在巷道荒断面轮廓线以外，打设角度略小于下山坡度。 永久支护 金支架设设计采用U25型钢支架，刚性连接，每架棚子五道拉杆，支架间距：

26、500mm，全断面背钢笆网、木背板。钢笆网采用6钢筋焊制，网格4040mm；木背板规格： 7505030mm。施工过程中采用“一掘一支”的施工方法，金支空顶距要求：最小500mm，最大1100mm。使用前探梁施工，施工顺序：前移探梁架设棚梁背顶网出渣挖腿窝接棚腿背帮网进入下一个循环。 喷浆支护壁厚210mm，砼设计强度C20。施工过程中应合理控制喷浆段长，拱部在耙斗机前喷成巷。墙部在移耙斗机后及时喷成巷。三、铺底、水沟、台阶巷道铺底厚度150mm，台阶及水沟布置在下山方向巷道左侧，台阶尺寸：长宽高=420600170mm，水沟净尺寸：上宽高下宽=300300300mm。（见施工断面图）水沟、台

27、阶在耙斗机后施工。待斜井主体工程完工后再由下而上拆除轨道，进行永久铺底施工。第四节 通风施工期间应做好通风工作，增大工作面风量，缩短放炮后的排烟时间，对治理瓦斯、加快施工速度具有重要意义。一、通风方式皮带斜井施工采用局扇压入式通风，安设两台215kw对旋风机，（即地面距斜井口50m外），在巷道内靠帮敷设一趟600mm胶质抗静电、阻燃风筒。风筒接头必须牢固，正确使用反压边，严防脱节，风筒吊挂做到平、直、稳，设专人维护和管理，达到省级标准。二、通风计算 按人数计算Q=4N=430=120m3/min式中：N掘进工作面同时工作的最多人数；按最低风速计算：Q=60VS=600.1512.28=110.

28、52m3/min(岩巷)Q=60VS=600.2512.5=187.5m3/min (穿煤段)V井巷允许最低风速，岩巷取0.15m/s，煤巷取0.25m/s；S巷道断面积，12.28m2。 按一次起爆的最大炸药量计算 Q掘KA=930=270m3/min式中：K系数，全断面一次爆破取小值，分次放炮取大值，K=7.379，取9 A一次爆破最大炸药用量，30kg 按风速验算VS掘Q掘240S掘600.1512.28Q掘 24012.28110.52Q掘2947.2式中：S掘掘进巷道断面积 V巷道允许最低风速由以上计算工作面最大需风量为270m3/min，选用2台215kw对旋风机。215kw对旋风

29、机性能： 风量：447260m3/min； 全压： 5030440Pa。 第三章 凿井辅助系统和设施第一节 简述一、提升提升采用JY-4A型运输绞车、每钩提升一台2m3 V型侧翻式矿车下料提矸。 JY-4A型运输绞车技术性能及相关数据卷筒直径580，钢丝绳直径21.5，缠绕长度850m，静拉力（KN）：最大54、最小 32、平均 43。绳速（s/m） ：最大 1.6 、最小 0.95 、平均 1.27 。电动机功率：55kW ；电压：380/660V。绞车重量 3.65t。 绞车安装位置 JY-4型运输绞车安装于井口南侧，主轴距井口水平距离40m，滚筒中心线与轨道中心线重合。 提升钢丝绳选用6

30、721.5155钢丝绳。二、排水工作面的水用风泵排至耙斗机后的水箱内，采用单级泵或D80系列水泵排至地面。水泵一台工作，一台备用。排水管采用50钢管。三、供水 施工供水管路引至吴寨矿地面供水管路，在井巷内敷设一趟50钢管做为主供水管，满足生产需要。四、压风采用一台16立方移动式压风机，另外地面敷设一趟108钢管与矿方压风管路对接，作为备用，巷道内压风管路采用108钢管。五、排矸 工作面采用P-60（B）耙斗机装岩，装至2m3 V型侧翻式矿车内，利用提升绞车提至地面，用汽车排至甲方指定地点。六、通讯、信号 在工作面装备一套声光信号和一套通讯工具，电缆分两根设置。信号电缆采用MY-34+14，通讯

31、电缆型号为UZ-22.5。信号传递采用打点方式，二级传点，工作面至信号房，信号房至绞车房。井上下通讯采用防爆电话。七、供电 用MY-370125电缆从吴寨矿地面变电所引出一趟380V电源做为地面工业广场电源，用YJLV-350高压电缆从吴寨矿地面变电所引出一趟6KV电源至井口临时变电点，用KSJ-315KVA-0.66/6KV变压器一台，输出提升绞车、副风机、井下动力电源，用KSJ-180变压器一台输出主风机电源。第二节 提升设施选型计算一、主提升设备选型计算钢丝绳的选择 悬吊荷重Q0 的计算Q载=ZKMVCHg =10.92.21600=3168kg式中 KM 矿车装满系数，取0.9 VCH

32、矿车容积，取2.2m3 g矸石容重,1600kg/ m3 由此可计算出钢丝绳的终端荷重 Q0= Q载Q自=31681400=4568 钢丝绳单位重量 Ps = Q0（sinf1cos）/110B/maL0（sinf2cos） =4568（sin2200.01cos220）/110155/6.5650（sin1500.2 cos150） = 0.776kg/m式中 巷道坡度, 220 f1滚动摩擦系数,取0.01 f2滑动摩擦系数,取0.2B钢丝绳抗拉强度,取1600kgf/ m2L0绳长,650m采用6721.5钢丝绳，钢丝绳单位重量1.7kg/m,破断拉力：Qd= 25200kgf/cm2

33、钢丝绳安全系数校核 m=Qd/ Q0（sinf1cos）PsbL（sinf2cos）=8.76 6.5 满足要求。 运输绞车最大静张力验算Fj=Q0（sinf1cos）PsbL（sinf2cos）=2877.7kg, 小于绞车最小静拉力3200kg,符合要求。地面开口工作面负荷统计表序号设备名称台数单台容量（KW）总容量（KW）电压（V）1绞车15555380/6602耙斗机130306603水泵2551106604喷浆机15.55.56605局扇215306606搅拌站132323807调度绞车211.422.83808电焊机117173809机械加工1101038010照明及生活15152

34、20合计660V：280KW 380V：71.8 220V：15KW地面开口施工设备明细表序号名称型号单位数量备注1绞车JY-4A台12水泵D80-309台23风泵QYW-25/45台44耙斗机p-60（b）台15馈电开关KBD-200台56磁力开关QCZ83-80台47磁力开关QCZ83-80N台18磁力开关QCZ83-120台29喷浆机转V台110搅拌机JS500台111矿车2T侧翻台112风机215台2第四节 防排水一、探水由于皮带斜井上段处于第四系粘土及强风化带内，直接受大气降水补给，对降水反映十分敏感，随季节和雨量大小而变化。掘进过程中应按照“有疑必探，先探后掘”的探放水原则进行探放

35、，确保施工安全。施工过程中必须编写专项探放水措施，并严格落实执行。二、排水从地面开口施工期间，整体治水方案为：井筒涌水量按10m3考虑，采用以分段接力排水为主的治水方案，减少井筒涌水对施工的影响。具体方案如下：工作面积水经风泵排至耙斗机后水箱或截水槽内，再采用D80-305或D80-309型水泵排水（一台运转，一台备用）直接将水排至地面。第四章 劳动组织及工程排队第一节 劳动组织根据现行管理体制，本工程实行项目管理制，项目经理部对工程施工组织管理工作全面负责，岗位工种实行“三八”作业制。各阶段劳动力配备阶段工种各阶段劳动力人数备注准备期表土段基岩段掘进工4545信号工266把钩工266绞车工2

36、44电工666机修工666汽车司机223材料员222测量工222放炮员24质检员334管理人员555其他171717合计49106110第二节 工程排队一、井筒施工准备工期1个月，明槽开挖施工27m；同时进行设备基础、厂房及安装工作。二、323m表土段施工：平均55m/月，预计工期6个月。三、50m风化基岩段施工：平均50m/月，预计工期1个月。四、基岩段：穿煤或软岩段50m/月，正常段下山70 m/月，基岩段斜长263m，预计工期4个月。五、皮带斜井施工总工期12个月（不包括相关工程工期）。第三节 基岩段掘进循环图表一、穿煤层或软岩段掘进循环图表序号工序时间(分)掘进循环图表（小时）123456781交接班152安全检查153打上部超前锚杆404打上部眼405倒碴排水406打下部超前锚杆307打下部眼408出碴3309装药联线4010放炮通风3011安全检查1012架棚180二、锚喷段作业循环图表序号工序时间(分)掘进循环图表（小时）12345678喷浆班1交接班152安全检查153上部锚杆604喷浆3005出渣90掘进班1交接班152安全检查153上部锚杆604打上部眼455倒碴排水606打下部锚杆下部眼757出碴3008装药联线609放炮通风30掘进班1交接班152安全检查153打上部眼454倒碴排水605打下部锚杆下部眼756出碴300