XX公司施工组织设计1【建筑施工资料】.doc

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1、道真自治县浣溪煤炭有限责任公司一采区施工组织设计二0一三年三月目录第一章 工程概况 3 一、井田位置、范围与交通 3 -二、地形地貌及水系 3 三、气象地震- 3 -四、地质构造及煤层- 4 五、水文地质条件- 7 -六、其他开采技术条件 11 七、工程内容- 13 八、井下运输- 13 -九、编制原则 14 -十、编写依据- 14 -第二章 施工准备 14 一、技术准备 14 二、施工队伍准备 15 -三、施工现场准备- 15 四、设备材料准备 15 -第三章 施工方案- 16 -第四章 辅助生产系统- 16 一、通风系统- 16 -二、供电系统 19 三、压风系统 19 -四、排水系统 2

2、0 五、供水系统 20 -六、防尘系统- 20 七、运输系统 20 -八、通讯、信号及照明- 20 -第五章 工期安排及保证措施 20 -一、工期安排 20 二、工期保证措施- 21 第六章 施工组织 21 一、作业方式- 21 -二、劳动组织- 21 -第七章 安全保证体系及安全技术措施- 22 一、安全管理措施- 22 二、 爆破作业技术安全措施 23 三、井筒运输安全技术措施- 24 四、灾害预防 24 五、顶板管理 25 -六、安装锚杆 25 -七、过断层等特殊情况 26 -八、通风管理 26 -九、瓦斯管理 27 十、综合防尘 27 十一、防治水安全措施 28 第八章 质量保证体系及

3、文明施工措施 29 一、质量检测措施 29 -二、质量管理组织设置 29 三、质量保证体系- 31 -第九章 文明施工及环保- 31 -一、“四无”标准 31 二、“四整齐标准- 32 -三、“五统一标准 33 四、“六条线”标准- 34 -第一章 工程概况一、井田位置、范围与交通浣溪煤矿（变更）位于贵州省道真县城南，直距15km。属道真仡佬族、苗族自治县隆兴镇所辖,井田走向长2.8km,倾斜宽3。6km，面积10.1218km2。区内主要公路为县道公路;向北约80km可达重庆，向南约150km至遵义市，交通便利。二、地形地貌及水系1、地形地貌矿区位于贵州高原北部,以山峦斜坡为主，此起彼伏,连

4、绵不断，坡陡谷深，河流深切，属高、中山侵蚀、剥蚀高原山地地貌.芙蓉江位于矿区南东部直距约1。5Km，由南西向北东径流，为当地最低侵蚀基准面，标高为450m，矿区煤层（C1）出露最低标高为750m,位于最低侵蚀基准面之上。区域地势海拔标高900-1534m，相对高差600多米.2、水系及主要河流区内无较大河流，季节性溪沟较为发育。三、气象地震1、气候条件本区属亚热带高原性气候,四季变化明显，雨量适中，多集中在夏秋两季，据道真县气象局提供资料年平均降水量为1170mm，风向主要是东北向。该区平均气温15左右，最高温度达32,最低温度达-6，可谓是冬无严寒、夏无酷署、气候较温和,四季分明。2、地震烈

5、度根据建筑抗震设计规范（GB500112001)规定，本区地震基本烈度为6度。四、地质构造及煤层1）地层及地质构造(1）地层矿区出露地层由老至新有：二叠系中统茅口组（P2m）、二叠系上统龙潭组（P3l）、长兴组（P3c）、三叠系下统夜郎组（T1y）及第四系(Q）。现分别叙述如下。二叠系中统茅口组（P2m）浅灰色、灰色中厚层至厚层状细晶石灰岩,产较丰富的腕足及蜓科动物化石。厚大于100m。二叠系上统龙潭组（P3l）为含煤地层,厚120140m。上部为黑色中厚层状泥质灰岩间夹少许钙质页岩，厚约50m；中部为深灰色中厚-厚层状含燧石灰岩夹硅质灰岩,厚约50m,下部为灰至深灰色含硅质灰岩,坚硬，厚25

6、m,底部为灰白色含黄铁矿粘土岩，其上为C1煤层，厚约35m。二叠系上统长兴组（P3c）灰色、深灰色中厚层状至厚层状细晶至中晶石灰岩，灰岩内断续见燧石结核、团块及条带。产较丰富的较大个体海相生物化石，与下伏地层（P3w）为变更接触.厚约3050m,一般厚约40m。三叠系下统夜郎组（T1y）为浅灰色、蓝灰色薄-中厚层状灰岩、泥质灰岩夹灰、灰绿色泥岩，厚约300m.夜郎组(T1y）分3段，即沙堡湾段（T1y1)、玉龙山段（T1y2）、九级滩段（T1y3）.A、沙堡湾段(T1y1）浅黄、灰紫色灰黄、灰绿色薄层状泥岩、钙质泥岩及粉砂质泥岩.水平层理发育,产瓣腮类动物化石。厚812m。B、玉龙山段（T1y

7、2）下部为灰色、浅灰色薄至中厚层状泥灰岩，泥质灰岩，间夹少量深灰色、灰绿色页岩;上部为灰至灰白色中厚层至厚层状细晶灰岩。生物碎屑灰岩，顶部为12m鲕粒状灰岩,较为稳定.缝合线构造发育。厚度约115140m。C、九级滩段（T1y3）紫红色、灰绿色、紫灰色、浅黄灰色中厚层状泥岩、粉砂质泥岩，钙质泥岩,泥质粉砂岩互层，中部夹中厚层状灰岩,泥灰岩、泥质灰岩及生物碎屑灰岩。具水平层理、斜层理、交错层理及波状层理等.产大量瓣腮类化石.厚约150m。第四系(Q）主要为残坡积土层.岩性为褐黄色粘土及砂质粘土，断续夹分布不均的碎石及块石，结构松散。厚度010m，一般厚约3。5m。零星分布于洼地及平缓斜坡地带。与

8、下伏地层为假变更接触。（2)地质构造浣溪向斜为北东走向，矿区位于该向斜两翼，倾角828,平均角度18，北西翼较陡,南东翼较缓。参照煤炭勘查规范，结合矿区情况确定地质构造简单.2）煤层矿区仅有一层煤，产于上二叠统吴家坪组(P3w）底部。煤层厚0.70-0.85m，平均厚0。77m左右，煤层结构简单,一般不含夹矸。煤层顶板为约300mm黑色页岩伪顶,其上是坚硬的石灰岩为直接顶。底板为含硫铁矿粘土岩.主要可采煤层特征详见表。 主 要 可 采 煤 层 特 征 表顺序区域组煤层名称煤层厚度（m）可采性平均倾 角（）煤种顶底板岩性平 均顶板底板1龙潭组C10.77全区可采18烟煤坚硬石灰岩硫铁矿粘土岩3)

9、煤质（1）煤的物理性质及煤岩特征C1煤层为暗黑色和灰黑色，玻璃光泽及松脂光泽，条带状和细条带状结构，层状及块状构造。以暗煤型、半亮煤型为主、亮煤型次之。裂隙中可见方解石薄膜、粘土矿物及黄铁矿等充填物，高硫分煤层中多含透镜状、瘤状、浸染状黄铁矿，低硫分煤层中多含散晶状黄铁矿。暗煤部位较坚硬,镜煤和亮煤部位性脆。（2）煤的化学特征据贵州省有色地质勘查局三总队编制贵州省道真自治县浣溪煤矿资源储量检测核实报告提供的煤质资料如下： 灰分（Ad)：原煤灰分为22。4523.43%；挥发分(Vdaf)：原煤为15.2623.43；发热量（Qnet，ar）:为55666540大卡/千克;硫分（St，d）：原煤

10、为2。94；磷(P）：磷含量极低,一般在0。0020。013，平均含量为0。007。从物理性质及化学分析结果看出，均为中灰中、富硫高发热量烟煤,该煤种分类,需在生产中进一步取样化验定类。煤层的容重均为1.35t/m3可采煤层煤质特征见表.主要可采煤层煤质特征表煤层编号水分Mad(%)灰分Ad（%)挥发分Vdaf（%)全 硫Std （)发热量（大卡/千克）C12。9522.4523.4315.2623.432。9455666540五、水文地质条件1）含水层、隔水层特征及其与矿床充水的关系(1）第四系（Q）孔隙含水层：零星分布于洼地及平缓斜坡地带，主要为残坡积土层.岩性为褐黄色粘土及砂质粘土,断续

11、夹分布不均的碎石及块石，结构松散。厚度010m,一般厚约3。5m。该层具弱透水性、含孔隙水，富水性弱。分析认为对矿床充水影响小。(2)三叠系下统茅草铺组(T1m）岩溶裂隙含水层出露于矿区中部地势较高地区，岩性主要为浅灰、灰色薄至中厚层状细晶灰岩、白云岩，局部夹生物碎屑灰岩，厚度不全。该岩组内岩溶裂隙中等发育，富水性强,地下水通常以管道水的形式赋存。矿区内由于其下伏有多个隔水层相阻，故与矿床充水无关。(3)三叠系下统夜郎组九级滩段（T1y3)隔水层：分布于矿区两侧，该层富水性弱,相对区内岩溶含水层而言，可视一相对隔水层。（4)三叠系下统夜郎组玉龙山段（T1y2）及二叠系上统长兴组（P3c）岩溶裂

12、隙含水层玉龙山段和长兴组岩性和富水性相近,且二层之间仅有10m厚的T1y1隔水层相隔，岩性为浅绿色钙质泥岩.在采空顶板破坏作用下，T1y1易变形破坏，并失去隔水性，所以将玉龙山段和长兴组合视为同一含水层来研究,统称为“T1y2+P3c”岩溶裂隙含水层.T1y2：出露于矿区中部，岩性主要为灰、浅灰色薄厚层状石灰岩，隐晶及微细晶结构，局部层间夹暗紫、深灰色泥质条带，顶部夹生物碎屑灰岩，富水性弱中等。二叠系上统长兴组（P3c）：灰色、深灰色中厚层状至厚层状细晶至中晶石灰岩，灰岩内断续见燧石结核、团块及条带，富水性弱中等。“T1y2+P3c”层富水性中等强,平面上分布于矿区两侧的大部分地区，距C1煤层

13、之间的平均距离约120m,故构成了矿床的间接顶板充水含水层，开采单一或多层煤层的情况下,导水裂隙带将可能触及该层,届时“T1y2+P3c层内地下水将通过导水裂隙带及冒落带进入井巷，对矿床充水产生影响.（5）贵州省地矿局一O二地质大队二00八年三月贵州省道真仡佬族、苗族自治县浣溪煤矿水文地质调查报告：二叠系上统吴家坪组（P3w）裂隙含水层出露于向斜两翼,为含煤地层，厚120140m。上部为黑色中厚层状泥质灰岩间夹少许钙质泥岩，厚约50m;中部为深灰色中厚-厚层状含燧石灰岩夹硅质灰岩，厚约50m，下部为灰至深灰色含硅质灰岩,坚硬，厚25m,底部为灰白色含黄铁矿粘土岩,厚一般25m,其上为C1煤层，

14、厚0。66m.该层补给条件差,根据目前的矿井涌水量结合地表资料认为，该层富水性弱。开采煤层的情况下,导水裂隙带将可能触及该层，届时地下水将通过导水裂隙带及冒落带进入井巷，对矿床充水产生影响。（6）二叠系中统茅口组(P2m）岩溶裂隙含水层主要为深灰色细晶灰岩，厚度150m。该层地表岩溶较发育较强，矿区内露头范围未见泉点，补给条件较好，富水性强，含水极不均匀.顶界距C1煤层平均约57m,，未来采掘过程中地下水突破该隔水层进入矿井的可能性大,危害性也大，故在本矿区中将该层定为矿床底板以下主要直接充水含水层。2）构造断裂对矿床充水的影响矿界范围内断裂不发育,对矿层充水性影响小。3)地表水及其对矿床充水

15、的影响区内发育的地表水体主要为矿区北中部的溪沟，溪沟由北向南流出矿区。流经的主要地层为“P3w”。采空塌陷有可能触及到溪沟流经地段，届时将对矿床充水产生影响.4)生产巷道及老窑水文地质情况据调查，原浣溪煤矿矿井正常涌水量5m3/h,最大涌水量5m3/h;原柏杨煤矿矿井正常涌水量10m3/h，最大涌水量30m3/h；原箱沟煤矿矿井正常涌水量8m3/h,最大涌水量35m3/h；原跳蹬河煤矿矿井正常涌水量9m3/h，最大涌水量42m3/h，原漆山煤矿矿井正常涌水量8m3/h，最大涌水量32m3/h.涌水量大小与大气降水关系密切，水主要来自采矿层顶板渗透水及采空区。根据调查了解，矿区内存在过去采煤时形

16、成的大量采空区或老窑,由于含煤岩系隔水性好，储水性也较好，老硐中可能储集大量的老窑水，矿山布置主运输巷和上山采巷中，若揭露老采空区，将可能遭遇老窑突水。5）充水因素分析大气降水:大气降水是各含水岩组地下水的主要补给源，矿井涌水量将随大气降水强度变化，一般情况下，雨季时涌水量增大，枯季时涌水量变小；若开采过程中，采空塌陷影响至地表，大气降雨会通过地面塌陷、地裂缝间接进入矿井，使矿井的涌水量增大.地表水：区内发育的季节性冲沟在采空塌陷影响下，将成为矿床间接充水因素.地下水：含煤岩系虽然富水性弱，但其内的地下水将直接进入矿坑,将成为矿床间接充水因素。P2m顶界距C1煤层平均约57m,，采煤水位之下时

17、，在高水压作用下,其内地下水将可能突破之间的隔水层,向井巷突水成为矿床充水水源。老窑积水：据调查，矿区范围内开采C1煤层留下的老采空区面积较大，存在一定的老窑积水,将成为矿床间接充水因素。6)矿井涌水量根据贵州省地矿局一二地质大队2008年3月编制的贵州省道真仡佬族、苗族自治县浣溪煤矿水文地质调查报告，该煤矿由5个煤矿组成，其中2个位于向斜北西翼，3个位于向斜南东翼，均进行过开采，且在原各自的采掘区形成了小规模的采空区。现浣溪煤矿（即原浣溪煤矿）在主斜井距井口10m处有一渗水点，流量为0.3l/s，常年有水，并变化较小，在主斜井的西面（西一平巷）底板发育有一裂隙，部分矿井水沿该裂隙向下渗透，并

18、补给底板（茅口组灰岩)含水层地下水.本次调查,现浣溪煤矿矿井正常排水量3m3/h，最大排水量5m3/h。据访问，原柏杨煤矿（已封闭）矿井正常排水量10m3/h,原箱沟煤矿（已封闭）矿井正常排水量8m3/h，原跳蹬河煤矿(已封闭）矿井正常排水量9m3/h,原漆山煤矿（已封闭）矿井正常排水量8m3/h，整个井巷涌水量系渗水、滴水汇集而成。矿井内出水层位均为吴家坪组含煤岩系。井巷采掘中也出现遇底板（茅口组灰岩）且部分矿井水沿底板溶蚀裂隙向下渗透，补给底板（茅口组灰岩）含水层地下水情况.综合考虑变更前原浣溪煤矿、原柏杨煤矿、原厢沟煤矿、原跳蹬河煤矿、原漆山煤矿井的正常涌水量和最大涌水量,变更合浣溪煤矿

19、的正常涌水量为10m3h,最大涌水量为21。3 m3h，对矿床开采有一定的影响。矿井涌水量预算:本次采用水文地质比拟法，根据公式Q预=Q0预测矿井涌水量。式中:Q预：预测涌水量（m3/h)；Q0：现矿井最大或正常涌水量（m3/h)；S0:现开采平面积(m2)1124644m2S1：预测范围的面积（m2）10121800m2(除去各类煤柱）+800m水平涌水量预计：最大涌水量：Q预最2=Q0=64 （m3/h）正常涌水量：Q预正2=Q0=30 （m3/h）预测矿井最低标高（+800 m）最大涌水量Q预最大=64 (m3/h),正常涌水量Q预正=30 （m3/h).建议矿井在建设生产中注意收集有关

20、水文地质资料，对矿井的充水因素,补给条件、涌水量进行分析和测定,以便为矿井的生产提供指导，达到安全生产的目的。矿井在生产过程中必须加强探放水的措施，坚持预测预报、有疑必探、先探后掘、先治后采的原则，在开采第二水平时要请资质单位做好水文地质调查，确定茅口灰岩对矿井开采的影响程度并采取相应措施。六、其他开采技术条件1）煤层顶底板条件C1煤层：分布于含煤岩系的底部.顶板岩性主要为灰岩、泥岩，伪顶一层厚约0.30米的炭质泥岩,之上为坚硬的灰岩；底板岩性主要为黄铁矿粘土岩。其顶、底板稳定性较好。2）瓦斯由于道真县浣溪煤矿为变更矿井，其瓦斯等级采用变更前各矿的鉴定结果，根据贵州省煤炭管理局对遵义市煤矿20

21、05年度第一批矿井瓦斯等级鉴定报告的批复（黔煤行管字2005269号），贵州省煤炭管理局对遵义市煤矿2006年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复(黔煤行管字200771号），贵州省煤炭管理局对遵义市煤矿2007年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复2007482号)；贵州省煤炭管理局对遵义市煤矿2008年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复（黔煤生产字20081507号)；贵州省能源局对遵义市煤矿2009年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复（黔能源发字2009306号）；浣溪煤矿为低瓦斯矿井,矿井一采区C1煤层无煤与瓦斯突出危险倾向性，矿井一采区按低瓦斯矿井进行设计。瓦斯等级鉴定见下表. 浣溪煤矿历年来矿井瓦斯等级鉴定表

22、鉴定年矿名瓦斯二氧化碳鉴定等级审批意见绝对量（m3/min）相对量（m3/t)绝对量（m3/min）相对量(m3/t)2005浣溪煤矿0.275.900。265.08低瓦斯低瓦斯2006浣溪煤矿0。459.210。479。75低瓦斯低瓦斯2007浣溪煤矿0。637。890。202。50低瓦斯低瓦斯2008浣溪煤矿0。577。880.446。09低瓦斯低瓦斯2009浣溪煤矿0。918.580.524.87低瓦斯低瓦斯根据上表,本设计C1煤层相对瓦斯涌出量取三年鉴定的最大值9.21 m3/t作为设计依据。3）煤尘道真仡佬族苗族自治县浣溪煤矿煤尘爆炸性鉴定报告煤尘无爆炸性。4）煤的自燃道真仡佬族苗族

23、自治县浣溪煤矿煤炭自燃倾向性等级鉴定报告煤层自燃倾向性为三类，本设计按不易自燃煤层进行设计.5）煤与瓦斯突出情况原道真自治县浣溪煤矿煤与瓦斯突出矿井进行设计，经煤炭科学院重庆研究院对该矿开展了C1煤层煤与瓦斯突出矿井危险性进行鉴定，并于2009年11月提交了道真仡佬族苗族自治县浣溪煤业有限公司浣溪煤矿C1煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定。鉴定结论为：该矿C1煤层在开采1037m水平以上时无煤与瓦斯突出危险倾向性。变更后浣溪煤矿一采区最低见煤点标高（1037）。因此，本设计C1煤层一采区1037m水平以上按无煤与瓦斯突出危险倾向性进行设计，其它区域按煤与瓦斯突出矿井进行设计.6)地温本井田地温正常.7

24、)冲击地压储量核实报告未提供冲击地压的相关资料,尚未有发生冲击地压的情况。七、工程内容（一）、1101首采面（1)采煤方法选择 采煤方法采用走向长壁后退式采煤法,放炮落煤工艺。（2）工作面支护及顶板管理工作面配备DW12-100/63X型外注式单体液压支柱,支撑高度最小为700mm，最大为1200mm工作阻力为100KN/根，选用DJA800型金属铰接顶梁。设计”四、五控顶,排距0。8m，柱距0。8m，最小控顶距2.7m，最大控顶距3.5m。放顶步距0。8m，回柱绞车选用JH-5型。直接顶不稳定时，生产中视情况，可加强支护；直接顶坚硬难冒时,可采取强制放顶措施，若底板吸水后易膨胀，支护时可在支

25、柱底部加柱鞋,防止支柱插入底板。回柱时使用安全挡板，安全距离在作业规程中明确规定。在采面上下端头要使用“四对八梁”，煤壁线要使用贴帮柱，放顶线要使用戗柱和加强柱.(3）特殊支护:在放顶线采用单体支柱打成戗柱和丛柱切顶。在煤壁线打贴帮柱进行支护，贴帮柱柱距0.8m.在上、下安全出口20米范围内打超前支柱,靠采面10m打双排，以后10m打单排.回柱放顶：在回柱放顶前必须先打好放顶线的特殊支护，禁止先回后打。回下的支柱必须堆码整齐。回柱时必须三人一组，二人回柱一人负责安全。（二）、1102进风、回风巷巷道掘进及支护方式根据巷道的用途,满足运输、管线敷设、通风及行人安全的要求考虑断面的形式及大小，决定

26、其支护方式。巷道采用“锚网+钢带”支护或矿工钢梯形棚支护；交岔点采用锚索加强支护.八、井下运输1、井下煤炭运输矿井煤炭运输主要选用绞车提升串车提升运输方式。运输顺槽采用皮带输送机运煤、溜煤上山采用溜槽运输，主斜井采用提升绞车串车提升运输。2、矿井车辆配备矿井配备MG1.16A型固定式矿车58辆； MC16A材料车5辆.九、编制原则1、认真贯彻执行国家的各项建设方针和技术政策。在确保安全施工和工程质量以及合同所规定其它指标的前提下，科学合理组织施工.2、积极推广国内外先进技术和先进经验,合理安排施工顺序，优选施工方案，组织平行交叉作业，加快施工进度。3、提高施工机械化程度,改善工作环境和劳动条件

27、，提高劳动生产率，缩短建井工期。4、合理安排资源和劳动组织,有计划、有重点地组织人力和物力，确保各项技术经济指标的全面实现。十、编写依据1、煤矿安全规程（2012年版）。2、煤矿井巷工程质量验收规范（GB50213-2010）。3、煤矿井巷工程质量检验评定标准（MT500994）；4、建设工程监理规范（GB50319-2000）;5、国家、省市和行业相关法律、法规、规范等要求。第二章 施工准备一、技术准备1、组织技术人员与项目管理人员认真审阅图纸,学习技术规范,组织图纸会审,并在此基础上编制实时性施工组织设计、施工作业规程、施工安全技术措施、项目质量计划、填报项目开工报告,准备好各种技术资料和

28、表格，开工前对技术人员、管理人员及施工人员做好技术交底工作.2、组织测量人员做好接点复测工作，按照提供的导线、水准点数据进行全面复核校验，进行开口布设.二、施工队伍准备1、为确保本工程施工进度和工程质量，精选素质好、经验丰富、从事过以上类似工程施工的施工队伍进场施工。2、根据施工进度情况，按照总体施工计划，陆续组织各作业队、各岗位、各工种人员进场,所有人员在上岗前10天到岗，以便了解现场施工情况，并组织本工程的规程、措施的贯彻学习.三、施工现场准备施工准备工期为5天。第一批人员进场后,要及时开展进场的准备工作，施工必须的生活、办公、卫生、生产等临时设施，场面临时设施布置，要遵循“方便使用、文明

29、施工、节约用地、安全可靠、兼顾环保等原则。四、设备材料准备 机电、试验、材料供应部门组织设备、仪器、周转材料等调运工作。确保各部门组织的设备、试验、检验设备、测量设备等迅速进场.其余设备和周转材料根据工作施工进度情况,按计划进场。第三章 施工方案一、1101首采面采用煤电钻打眼,分段爆破，运输顺槽采用皮带输送机运煤、溜煤上山采用溜槽运输，主斜井采用提升绞车串车提升运输.施工顺序为:交接班定眼位打眼装药联线撤人放警戒放炮检查处理活矸危石临时支护出煤检查、加强临时支护回柱放顶支护进入下一循环。二、1102进风、回风巷采用凿岩机打眼、中深孔光面爆破、矿车排矸、全断面掘进、一次成巷的方法施工。施工顺序

30、为:交接班定眼位打眼装药联线撤人放警戒放炮检查处理顶帮活矸危石临时支护出矸检查、加强临时支护钢带、锚网、锚杆、锚索永久支护进入下一循环。第四章 辅助生产系统一、通风系统(一)、1101首采面按瓦斯涌出量计算：Qa1=Kaqa/(1/100C1)=1。42.12/0。01=296。8 m3/min式中：qa回采工作面瓦斯的绝对涌出量，前面已计算，取2。12m3/min. Ka回采工作面瓦斯涌出不均衡系数,它是最大涌出量与平均涌出量之比，本矿为炮采工作面取Ka=1。4。C1回采工作面进风流瓦斯浓度（不得大于0。5%）,对于本矿可取0%。按工作面温度与风速的关系计算:Qa260VSaKa=6013.

31、231.0=193。8m3/min式中：Va采煤工作面应有良好的气候条件，其进风流气温和风速应符合有关要求，经查表，设回采工作面气温取1820，则工作面风速Va应低于1。0m/s；Sa回采工作面平均断面积（m2）,本矿C1煤层厚0。77m，按最大断面为3。23m2；Ka回采工作面长度系数,经查工作面长度系数表，回采工作面为80100m时，工作面长度系统为1。0.按炸药使用量计算:Qa3=25AC=2512=300 m3/min式中：Ac回采工作面一次使用的最大炸药量，kg；工作面长度100m，设计分两次爆破，一次使用最大炸药量经计算取10kg。按工作人员数量计算:Qa4=4NaK=4301.4

32、5=174 m3/min式中：Na回采工作面同时工作的最多人数，人；4-每人每分钟供风4m3.按风速进行验算:根据以上计算，回采工作面计算最大风量为：Qa=max（Qa1、Qa2、Qa3、Qa4）=max（360。4, 193.8,300，174)=296.8 m3/min.根据规定，回采工作面最低风速为0.25m/s、最高风速为4m/s的要求进行验算，经验算:Qa0.2560Smin=0。25602.46=36。9 m3/minQa460Smax=4603.23=776。2 m3/min可知采煤工作面风量满足风速验算要求.（二）、1102进风、回风巷掘进按瓦斯涌出量计算:Qb1=100qbK

33、b=1000.532。0=60m3/min式中:qa掘进工作面瓦斯的绝对涌出量.Kb掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，本矿取Kb=2.0。按炸药使用量计算:Qb2=25AJ=256.4=160 m3/min掘进巷道断面掘进面积按6.5m2计算,炮眼密度为0。70.6,炮眼数为6.5/（0。70.6)=16个,每眼装药按400g计算，则每个掘进面需炸药16400=6.4kg。按局部通风机的吸风量计算：Qb3= Qr1.2I=6。996m3/s式中:Qr-FBD5/211型局部通风机实际吸风量，风量35。83m3/s，标准风量为3。75m3/s;I部通风机台数。按工作人员数量计算Qb4=14NbK=1

34、4121.45=69。6m3/s式中：Nb-每个掘进工作面同时工作的最多人数，人：4每个每分钟4m3的供风标准。1-为一个掘进工作面.按风速进行验算根据规定，对于煤巷掘进工作面的风量为:Qb=max(Qb1, Qb2，Qb3，Qb4）=max（60，160,420,69.6）=420m3/min.Qb0。2560Sb=0。25605。2=78 m3/minQb460Sb=4605.2=1248m3/min根据以上计算可知，掘进工作面风量满足风速验算要求。二、供电系统 I回：来自旧城10KV变电站一回不同母线段10KV进线,线路长4Km，输电线LGJ50mm2，II回：来自浣溪10KV变电站二回

35、不同母线段10KV进线，线路长4Km,输电线LGJ50mm2。以上两条线路为浣溪煤矿的专用线路，本矿已与道真县供电局签订双回路供电协议，确保矿井供电安全。三、压风系统供风选用两台螺杆式空压机，可以满足供风要求.四、排水系统装有三台固定式排式泵，管路排水能力满足井筒施工期间的排水。五、供水系统井筒内设100mm无缝供水钢管一路。每隔50m安装一个三用阀。六、防尘系统采取综合防尘措施，定期冲刷巷道浮尘。工作面安装喷雾装置，水中加适量降尘剂，将井筒中粉尘控制在10mg/m3以内.七、运输系统施工选择绞车提升，矿车运输.提升运输线路按规定设置“一坡三挡”，井口以上设置一道标准阻车器；八、通讯、信号及照

36、明为便于通讯联络，设置本质安全型程控交换机，井筒内设本质安全型电话机，通过程控交换机与绞车房、压风机房、变电所、调度室等联络。井筒安装行车不行人语音声光预警系统，以满足安全需要。第五章 工期安排及保证措施一、工期安排工期拟定准备期为5天，以后时间根据现场情况具体确定。二、工期保证措施1、协调好地方关系。2、认真进行图纸会审,及时编制施工技术措施，为施工提供必要的技术保证.3、加强施工设备的维修和保养，保证机械设备运转正常。4、做好交接班及各工序的转换，最大限度地实现各工序间的平行交叉作业，相互创造条件,避免相互影响。5、推广使用新技术、新设备，提高施工速度。6、推行工期包干与效益挂钩，在保证安

37、全与质量的前提下，奖快罚慢.7、认真执行本处施工进度计划管理程序。8、矿部定期召开生产平衡会，对各阶段进度计划完成情况进行研究、分析,采取措施及时解决生产施工进度存在的问题,调整有关环节.第六章 施工组织一、作业方式采用“三八交叉循环作业制。二、劳动组织1、组织形式绞车司机维护电钳工为专职，其它人员为综合作业，一职多能.劳动力配备按相关的规定配备。第七章安全保证体系及安全技术措施一、安全管理措施1、矿部在施工队伍进场前应对全体人员进行劳动纪律、规章制度教育，并进行安全技术交底、安全教育。2、实行矿上安全责任制，并制定安全分级负责制,使安全责任落实到人。矿部制定检查制度，配备专（兼)职安全员负责

38、安全检查并做好安全统计工作，建立安全例会和安全检查制度。3、安监部每月对工程进行一次大检查,矿部每旬对工程进行一次安全自检.4、安全检查中发现安全隐患和违章作业、违章指挥必须立即制止，对施工中的重大安全隐患立即下达整改通知单限期整改。对检查不合格的按有关规定进行停工限期整改和经济罚款,情节严重或整改不力的要对有关负责人追究责任。5、严格执行煤矿安全规程和煤矿安全建设规定并具体实施矿上的安全生产管理程序。6、建立安全管理组织机构。安全管理机构图 总经理 矿长专职安检员施工队长班组长当班施工人员二、爆破作业技术安全措施1、钻眼前，必须将顶、帮活矸危石处理干净，严禁空顶作业.2、严格按爆破图表施工，

39、每次打眼前，必须按中、腰线画出巷道轮廓，定好眼位。钻眼工必须实行四固定，即“定人、定位、定量、定钻”,严格按照爆破图表钻眼.钻眼时要用中线找出眼位，掌握好眼孔角度,做到准、直、齐、坚持光面爆破，控制各眼孔装药量，按规定用黄泥封孔。3、井下放炮必须由专职放炮员担任，施炮员必须经过专门培训，并持证上岗.放炮时，必须严格执行“一炮三检”和“放炮交换牌”制度。装药放炮前，必须将炮眼内的污泥（水)吹干净，必须停止与装炮无关的工作，切断所有电源并将开关闭锁。装药量不得超出爆破图表规定；放炮母线与小线的连接由放炮员负责；放炮前,班长和放炮员必须对联线工作进行检查，以确保各脚线接头、联系方式安全可靠。放炮撤人

40、距离：直巷全岩不小于120m,拐弯时不小于90米。设置警戒：放炮前必须在通往放炮地点的道口设置警戒线（用红油漆标出）并在警戒线以外安设专人放好警戒。采用正向装药结构，大串联,一次起爆,每个炮眼使用一个水炮泥，炮眼剩余部分用黄土炮泥封填、捣实。4、放炮通风后,班长进行工作面检查，有安全隐患及时处理。当发现瞎炮,严禁用手镐刨，可按规定重新联线放炮,若再不响应断电落锁15分钟后，在距瞎炮300mm处打一个与瞎炮平行的新炮眼，重新装药放炮.5、使用各种（类）带电机具及设备，必须责任到人，并定期检查、检修维护，确保用电安全和机械设备的正常运行,并做好各项记录.6、严禁反向装药。起底、刷帮、挑顶需浅眼爆破

41、,眼深小于0。6m,炮泥必须封满。浅眼爆破大块矸时，封泥长度不得小于0.3m。炮眼深度为0.61.0m时,封泥长度不得小于炮眼深度的1/2，炮眼深度在1.02.5m时，封泥长度不得小于0。5m.浅眼爆破的装药量一般不得超过1卷/眼.三、井筒运输安全技术措施1、加强对运输系统的严格检查,对运输车辆要定期检查。2、斜井运输时,要安装可靠的信号装置，井口、井底设专职把钩工。严禁人员蹬钩、爬车.运送物料时，开车前司机要检查装载情况,装载物料超重、超高、超宽或偏载严重有翻车危险时，严禁开车运输。3、斜坡运输严格执行“行人不行车，行车不行人，行车不作业”制度。4、必须设置防跑车安全设施：井口平车场设逆止阻

42、车器，井口往下设一组钢丝绳道挡，必须设置二次保护。提升时,矿车必须使用保险绳、车尾巴。5、建立专人责任制,信号工、摘挂钩工、绞车司机必须分工明确专职专管。四、灾害预防1、成立以总经理、矿长为首的抗突发性灾害领导小组，统一指挥、统一协调。成立抗灾救护队，加强全体施工人员的抗灾知识培训及自救、互救、抗险演练，做到呼之即来、来则能战、战则能胜.2、加强防火，材料库、木厂等各车间及职工宿舍配制灭火器材.3、掌握当地的水文资料，了解历史最高水位，编制雨季施工防洪措施，配备足够的防洪材料,如塑料编织袋、铁锹、木桩、运输工具、通讯工具、排水泵等。遇到洪水突发紧急动员抗洪救灾，重点防止井筒、变电所等重要部位和

43、设施被淹。4、采取综合防尘措施，定期清除巷道煤尘.5、施工时，加强对水文地质资料的分析，做到有掘必探、有水必注、先探后掘。五、顶板管理1、严格执行敲帮问顶制度，每班必须有专人管理顶板。严禁空顶作业。2、接班后,严格检查上一班锚杆质量， 发现问题立即处理，处理好后，方可开始正常施工.3、处理顶板危岩时，操作人员一定要站在安全地点，确保退路畅通，必要时先打好护身柱，使用长柄工具，由外向里，先顶后帮，一人负责监护,一人处理顶帮。4、顶板处理好后及时打好临时支护维护顶板，严禁在空顶下作业。六、安装锚杆1、安装锚杆前，要认真检查药卷质量，发现过期失效发硬的严禁使用.2、施工人员要经常检查巷道的工程质量,

44、发现锚杆数量不够，角度小于75，拉力不合格，扭力矩不合格等,必须在不合格锚杆附近200mm处重新补打锚杆。3、掘进若遇顶板破碎，局部掉落，金属网必须紧贴顶板布置,用立柱顶牢后打锚杆，锚杆排距要缩小到600600mm。4、掘进中如发生冒顶,高度超过1.0米时，勾顶前要有瓦检员检查冒顶处瓦斯浓度，当瓦斯浓度在1以下时,施工人员方可勾顶,超过1%时，由瓦检员负责排除瓦斯。5、发现巷道锚杆托盘变形，掉矸等冒顶预兆时，要立即撤出工作面所有人员,并立即向调度及业主汇报,待查清原因,并制定出相应措施后，方可恢复施工.七、过断层等特殊情况1、当工作面出现较大地质构造，如断层、陷落柱、褶曲等破碎带时,及时停止掘

45、进，将永久支护紧跟迎头，并及时汇报业主,报批专项措施后方可恢复工作.2、当工作面出现顶板压力增大，有风声、蜂鸣声、雷鸣声、断裂声、煤岩帮掉渣、剥落、钻孔变形或钻杆夹孔、空气发冷等异常征兆时，必须立即停电撤人，汇报矿上。3、过断层和遇围岩破碎等不良地质条件时采取适当加密锚杆间排距或增挂钢筋网等综合支护措施。同时掘进一排打一排锚杆、挂一排网、支护一排。 八、通风管理1、掘进工作面局扇要设“三专两闭锁”。(专用变压器、专用线路、专用开关，风电闭锁、瓦斯电闭锁）.2、无论施工或交接班期间,工作面风机均不得停风。3、施工人员不得私自停开风机，任何人不得损坏通风设施，严禁绑扎风筒.4、局扇送电通风前,必须检查局扇及其开关附近20米以内巷道风流中的瓦斯浓度，不超过0。5%，方可送电通风。5、风筒出风口距工作面距离：全岩和半煤岩不超过7m，全煤不超过5m。6、送电后如炮不响,切断电源15分钟后,并检查不响的原因，待查清处理后，仍按放炮制度执行二次放炮。7、局扇