主排水泵房施工组织设计101.docx

1、主排水泵房施工组织设计101山西介休义棠瑞东煤业有限公司副斜井井底车场施工组织设计福鼎市第三建筑工程有限公司二零一一年四月二十日会审人员名单姓名职务本人签字项目经理生产经理安全经理技术工程师机电经理掘进队长编制人：会审意见：目 录前 言 4第一章、工程概况 5第二章、施工准备及组织机构 8第三章、施工方案与施工准备 10第四章、巷道断面与支护形式 17第五章、主要设备与设施的选型设计 19第六章、劳动组织 23第七章、施工技术及质量保证措施 24第八章、巷道施工应急预案 27第九章、环境保护与文明生产 30附 图：工程平面图 地质柱状图车场断面图 车场炮眼布置图通风系统图综合防尘、防灭火设施布

2、置图安全监测布置图供电系统图 设备布置图通讯、 照明系统图供、排水系统示意图 运输系统图 压风系统示意图前 言根据山西省煤矿企业兼并重整和工作领导办公室晋煤重组办发（2009）61号文关于晋中介休市煤矿企业兼并重组整合方案的批度原介休市瑞东煤业有限公司、山西宝源煤业有限公司、介休市瑞来煤业有限责任公司兼并重组整合，重组整合后企业名称为山西介休义棠瑞东煤业有限公司，批准开采1、2、9、10、11号煤层，井田面积9.5391K，生产能力120万吨/年，隶属山西介休泰瑞煤炭资产经营有限公司。该矿井整合后采用3个井筒开挖，分别为主斜井，行人斜井和回风立井，井筒所处位置均在原瑞东煤业有限公司矿井工业场地

3、。根据招投标情况，该公司副斜井井底车场由福鼎市第三建筑工程有限公司承建，目前，矿井建设的前期“四通一平”准备工作已经完成，为了有计划的组织劳动力、材料和设备，统筹安排行人斜井的施工，特编制出施工组织设计。本施工设计组织的依据及原则1、编制依据a、山西介休义棠瑞东煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计说明书。b、行人斜井施工图纸c、现行的国家有关技术政策、方针、煤矿安全规程，矿山井巷施工及验收规范、工程质量验收标准、劳动保护、各项技术经济指标。d、现有的施工技术力量、拟投入本工程的生产资源。二、编制原则a、精心组织、科学施工、强化管理、确保安全。 b、合理安排施工程序，配备足够的施工生产所需资

4、源，确保施工工期和工程质量。 c、搞好环境保护和文明施工第一章、工程概况1.1矿区概况 山西介休义棠瑞东煤业有限公司矿井位于介休市绵山镇后党峪村以东，大郎神村西北，行政区划隶属介休市绵山镇管辖。该矿位于介休市绵山镇西南8.6，距大运二级公路及南同蒲铁路义棠火车站12，距108国道10.5，交通较为便利。井田位于太岳山东北端西区，区内以中低山丘陵为主，区内大面积黄土覆盖，因常年雨雪冲刷，沟深纵横，地形复杂，井田总体地势东高西低。井田属黄河流域汾河水系，井田内无常年性地表水，仅发育小型沟，平时干涸，雨季有洪水。本区属大陆性中干旱季风气候，冬寒夏暖，春季多风，秋季凉爽，四季风明。夏季极端最高气温38

5、，冬季极端最低气温-21.6。降雨期为7、8、9月份，年平均降雨量为571.85，初霜期为10月上旬，终霜期为次年4月中旬。最大冻结深度80。本矿井东部为煤层露头，南部为汾西局两渡矿，现开采2号煤层，以实体煤相隔，西南部为灵石八一煤矿，现开采2号煤层。西北部由西向东为桃沟煤矿、杏元煤矿和城峰煤矿，均开采2号煤层，其中桃沟煤矿、杏元煤矿已关闭。本区设防烈度为8度。1.2地质概况1、地层行人斜井主要穿过第四系地层，二叠系上、下石盒子组和山西组地层，石炭系上统太原组地层，地层总后约275m左右。主要地质柱状依次为棕红色土壤层、泥岩、砂质泥岩、砂岩、中砂岩、泥岩、中砂岩、粉砂岩、泥岩、2号煤、泥岩、石

6、灰岩、9号煤、泥岩、10号煤、泥岩、细砂岩、11号煤。2、地质构造本井田构造由两倾向相向的单斜构造组成，地层倾角29，井田内断层较发育，对施工有一定的影响。井田内随落柱不发育，无岩浆侵入，井田构造类型为简单中等构造类型。3、煤层本井田含煤地层为山西组和太原组，可采煤层为1、2、9、10、11号，其中1号煤层平均厚度0.8m，2号煤层1.73m，9号煤层1.06m，10号煤层3.94m，11号煤层2.09m，1、2号煤为焦煤，可作为良好的炼焦用煤，9、10、11号煤为贫瘦煤，可作为炼焦配煤及动力用煤。4、瓦斯、煤尘及煤的自然倾向性该矿井为低瓦斯矿井，各煤层煤尘具有才做危险性，自然倾向型为正类，均

7、属自然煤层。5、煤和瓦斯突出该矿井及相邻煤矿未发现煤与瓦斯突出现象。6、水文地质井筒施工期的主要含水层为第四孔隙含水层、二叠系下统山西组，石盒子组裂隙含水层，石炭系上统太原组的石灰岩岩溶，砂岩裂隙含水。单位涌水量为0.0001350.4441/sm。1、2号煤层直接充分与含水层为砂岩裂隙含水层，水文地质类型属简单类型。9、10、11号煤层直接充分含水层为石灰岩岩溶裂隙水层，水文地质类型属中等类型。1.3井底车场设计技术特征：依据设计施工图，副斜井井底车场起坡点坐标：X=19575356.189，Y=4091729.019，Z=738.042（底板），井底车场净宽5.5m,净高4.3m,净断面2

8、0.09m2，掘进断面24.71m2，为锚网喷加锚索支护,其余见后附施工图。1.4工程量副斜井井底车场长度121m。1.5施工条件：1.5.1交通条件：矿井工业广场西距108国道10.5km，西北距南同蒲铁路义棠火车站2.5km，距大运高速公路6km，交通方便。1.5.2建设项目材料来源情况建设项目材料、设备由矿负责外购。1.5.3供电矿井为双回路供电，一路引至介休110KV变电站的10KV电源线路，另一路引至路南35KV变电所的10KV电源线路。1.5.4水源：工业用水利用井下水排放至地面井下水处理站的调节沉淀池，通过水处理车间处理，最后进入到地面静压水池，生活用水利用现有水井水。第二章、施

9、工准备及组织机构2.1技术准备2.1.1山西省煤炭规划设计研究院提供的井底车场施工图，经设计院、瑞东煤业公司结合现场施工实际会审通过；瑞东煤业公司向我公司技术负责人及主要管理人员进行了技术交底。2.1.2我公司技术负责人组织有关施工管理人员编制井底车场施工组织设计，经集体会审通过后，报瑞东煤业公司审批。2.1.3施工组织设计审批后，组织全体施工人员贯彻学习，并做好贯彻学习记录。2.1.4在现场实际施工中，施工人员必须依据施工图、施工组织设计施工，并做好施工记录。2.1.5在现场实际施工中，施工人员要不断掌握地质构造变化情况、施工涌水量，并做好记录，发现变化向瑞东煤业公司技术部和福鼎三建公司驻瑞

10、东项目部汇报。2.2施工队伍准备2.2.1 施工管理机构：现场施工总指挥：蒋义小成 员：总工程师、安全负责人、生产负责人、机电负责人2.2.2施工安全管理机构组 长：吴雄杰成 员：带班长、质检员、安全员、瓦检员2.2.3施工单位：福鼎三建工程有限公司，资质证、安全生产许可证、营业执照合法有效。2.2.4组织现场施工人员培训学习，学习内容：煤矿安全规程、井底车场施工组织设计、各工程操作规程，施工质量标准；掌握井底车场施工图的技术要求。2.3施工现场准备2.3.1施工人员可利用瑞东煤业公司提供的住房、食堂、灯房、浴室，满足要求。2.3.2施工现场所需工具、设备、材料能够满足需要，及时运送到现场。2

11、.3.3申请瑞东煤业公司技术部派出地测人员标定井底车场开口位置，开掘中心线和腰线。第三章、施工方案与施工设备3.1设计施工方案结合施工队伍技术力量、组织能力、现场施工条件本设计选用短掘短喷单行作业一次成巷。依据施工图打眼爆破，支护方式采用锚网喷加锚索支护。3.2施工顺序及工艺3.2.1施工总体安排施工日进度1.5m，月进度45m，总施工工期85天。3.2.2井底车场位置测量放线：由我公司技术人员配合瑞东煤业测量技术人员，按照设计要求，精确标定车场开口位置、中、腰线。3.2.3施工顺序交接班、检查中、腰线、打上部眼、出渣、打下部眼、瓦检、装药、瓦检、爆破、吹散炮烟、瓦检、出渣、锚网喷加锚索支护、

12、班质量评定、施工记录。3.2.4施工工艺采用光面爆破，用风钻打眼，使用乳化炸药，毫秒段发电雷管进行爆破，即先打上部眼，再打下部眼，放炮出渣，将拱部渣出完后，然后进行初喷，将拱部、巷帮打锚杆挂网，最后喷射混凝土完成巷道永久支护。3.3凿岩方式3.3.1打眼机具井底车场施工配备YT-28型风钻34台，分区定人同时打眼，以加快打眼速度，配备两台锚杆机型号为MQT70III全部为风动设备，由地面空压机供风。3.3.2爆破参数的确定：炸药消耗量:依据煤炭建设井巷工程消耗量定额=6-8，大于20m2的巷道断面炸药消耗量为1.54Kg/m3，一次爆破所需要的总炸药量为：Q=qSl= 1.5424.711.7

13、0.88=57kg炮眼直径32mm。炮眼深度1.7m光面爆破的炮眼数目：108（个）3.3.3爆破图表(炮眼布置图附后)3.3.4爆破原始条件表名 称单位数 量名 称单 位数 量掘进断面炮眼深度炮眼数目岩石普氏系数m2m个24.711.71086-8工作面瓦斯情况段发电雷管数炸药总装药量低个Kg/m Kg10834.7523.3.5炮眼布置及装药量（附后）3.3.6预期爆破效果名称单位数量名称单位数量炮眼利用率工作面循环进尺每循环爆破实体岩石量单位炸药消耗量%mm3kg/m30.881.5371.4巷道炸药消耗量循环炮眼总长度岩体雷管消耗巷道雷管消耗量Kg/mm/循环个/m3个/m34.718

14、4.82.9723.4爆破作业3.4.1爆破器材：使用MFD200型发爆器3.4.2装药结构：正向3.4.3起爆方式：分四次起爆3.4.4打眼安全注意事项：（1）、开眼时，必须使钎头落在实岩上，如眼位处有浮矸，则应先处理好后再开眼。（2）、绝对不允许在残眼内继续加深。（3）、开眼时，给风阀门不要突然开大，待钻进一段后，再全部开足风门。（4）、为避免断钎伤人,推进钻机不要用力过猛,更不要横向加压。（5）、由于风钻震动很大，一定要注意把胶皮风管和风钻接头接牢。以防脱落伤人。（6）、缺水或停水时，应立即停止钻眼。（7）、钻底眼时应注意清除眼口附近的碎矸，钻完的底眼要妥善插入木橛子保护好。（8）、工作

15、面全部炮眼钻完后，要把工具清理好并撤至规定的存放地点，胶皮风、水管也要拖离工作面并盘起来保护好。3.4.5、装药：所用炸药、雷管事先必须检查，对过期失效等质量不符合要求的严禁下井使用；各类炮眼均采用正向集中连续装药结构，各卷炸药聚能穴向上，装药前要用压风吹净炮眼，清理炮眼周围碎石，药要装到眼底，药卷间要严密接触，孔口炮泥要充填好、充填够，周边眼填塞长度不小于400mm，其它炮眼要充填满，装药时，要分区定人统一指挥。3.4.6、联线放炮：联线采用串并联方式，放炮电源发爆器电源，装药联线工作开始前，要切断井下一切电源，一切带电物品严禁带入井下，雷管脚线、放炮母线、放炮电源间相互接头要紧密联接。放炮

16、前，要将工作面机具及其它设备进行保护，人员全部撤掘进工作面后，放炮员大喊警号后，方可起爆。3.4.7、爆破安全注意事项：（1）、要严格执行煤矿用爆破器材管理规定、煤矿井下爆破作业安全规程和放炮操作规程。（2）、放炮员必须经培训合格持有效证件者方可上岗，否则不准参与装药放炮工作。（3）、引药制作必须在距掘进工作面50m远的支护完好的巷道内进行，并要认真检查炸药、雷管是否合格，否则不准装备引药，以免影响爆破效果；引药只准放炮员携送工作面。（4）、放炮母线要妥善地挂在巷道侧帮上，并且要和金属物体、电缆离开一定距离。装药前要试一下放炮母线是否通电。（5）、装药前要检查距工作面20m范围内的瓦斯浓度，并

17、按规程有关规定处理。（6）、无封泥，封泥不足或不实的炮眼严禁爆破。严禁裸露爆破。炮眼深度和炮眼的封泥长度应符合煤矿安全规程第三百二十九条的要求。（7）、联线前,远离工作面一头的放炮母线应扭结起来,以防井下杂散电流经母线而形成通路;联线时,无关人员应撤离工作面,以保安全；装药、联线工作应建立岗位责任制，做到定人、定眼、包装、包联，并设专人检查。（8）、井下爆破必须使用发爆器。发爆器必须采用矿用防爆型。发爆器必须统一管理、发放。必须定期校验发爆器的各项性能参数，并进行防爆性能检查，不符合规定的严禁使用。发爆器的把手、钥匙或电力起爆接线盒的钥匙，必须由爆破工随身携带，严禁转交他人。（9）、爆破后，待

18、工作面的炮烟被吹散，爆破工、瓦斯检查工和班组长必须首先巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、顶板、临时支架、拒爆、残爆等情况。如有危险情况，必须立即处理。（10）、处理瞎炮时，必须遵守下列规定：A.在距瞎炮至少0.3米处另打同瞎炮眼平行的新炮眼，重新装药放炮；B.严禁用镐刨或从炮眼中取出原放置的引药或从引药中拉出电雷管；严禁将炮眼残底(无论有无引余炸药)继续加深；严禁有打眼的方法往处掏药；严禁用压吹这些炮眼；C.处理瞎炮的炮眼爆炸后，放炮员必须详细检查炸落的煤、矸，收集未爆的电雷管；D.处理瞎炮处理完毕以前，严禁在该地点进行同处理瞎炮无关的工作。3.4.8、光面爆破的措施：主要是控制周边眼的间距及其最

19、小抵抗线，适当减少周边眼的装药量，改变周边眼的装药结构，并使周边眼同时起爆等。（1）、周边眼的间距为300400mm。（2）、光面层厚度，也就是周边眼的确良最小抵抗线，一般为500600mm，通常光面层厚度约为炸药卷直径的1015倍；当采用集中装药时，最小抵抗线大于周边眼深的1/3。（3）、周边眼的间距与光面层厚度之比称为周边眼密集系数，用K表示，K=081.0。（4）、周边眼每米长度的装药量约为0.120.2kg。（5）、采用间隔装药结构。（6）、所有周边眼应使用同段毫秒雷管同时起爆。（7）、周边眼眼位要求准确，其方向应与巷道的轴线方向平行，眼与眼的间距要相等，眼口距边线的距离要固定，炮眼深

20、度要一致，眼底全部落到同一平面上。3.5装岩方式及排矸3.5.1、耙斗装岩：3.5.1.1、型号：PB-60。技术特征：生产率3050m3/h，耙斗容量0.3m3,工作时外形尺寸:长7.1m,宽2.045m,高1.95m,轨距600mm,轴距930mm,钢丝绳牵引速度1.01.6m/s,钢丝绳直径12.5mm,电动机功率30Kw。3.5.1.2、耙斗装岩机的操作与使用：工作面放炮后，经安全检查，在迎头挂好尾轮即可开始耙岩。操作时，司机压紧主绳滚筒操作手把，使其牵引耙斗耙取岩石并沿槽子经卸料口卸入矿车，然后再压紧副绳滚筒的操作手把，使空斗回到工作面。矿车装满后便可拉出，换来空车继续装岩。为了悬挂

21、尾轮应在工作面打好固定楔,楔子的固定方法要根据岩石的性质而定,楔子的眼位应尽可能高一些,并略带偏角,以防楔子拔出,楔眼深度应比楔子长100mm左右,在本斜井施工,应分别布置左、中、右三个楔眼，以便更换不同的工作位置，耙清巷道两侧的岩石。当耙岩距离过大时，应向前移动装岩机，在移动之前，应清理巷道底板浮矸，并铺设轨道，装岩机定位后，要用四个卡轨器固定之。4.5.2、调车法：为提高排矸效率，副斜井井底车场施工选用浮放道岔调车法。3.5.3、提升：利用行人斜井施工时使用的提升绞车，单钩串车提升，一次串车数为4个。3.5.4、提升、排矸安全注意事项：（一）、斜井提升时，要做到“行车不行人，行人不行车”安

22、全措施 ，提升时，严禁登钩爬车。（二）、矿必须在斜井设置防跑车装置，实现“一坡三挡”，并对其配有专人维护保养，保证其动作准确、可靠。（三）绞车司机、井口把钩工必须经培训，考试合格持有效证件方可上岗。（四）、提升钢丝绳、矿车连接装置必须使用合格产品。在使用过程中，要经常检查，并要有记录。（五）、运输信号规定：一声仃，二声拉，三声放，四声慢拉，五声慢放。必须设置声光二级（井底至井口，井口至绞车房）信号装置。（六）、绞车司机开机前，必须检查绞车的固定、闸皮的磨损、刹车装置是否完好，钢丝绳的磨损程度，钩头的完好，检查信号系统是否灵活可靠，如有问题必须先处理。（七）、排矸时，瓦检员必须随时检查工作面瓦斯

23、情况，瓦斯浓度超过1.5%，必须停止耙斗机工作，查明原因，采取措施进行处理。（八）耙斗装岩悬挂钢丝绳的尾轮一定要固定好，打楔眼 要有一定的偏角，安装固定楔处的岩石要坚硬，以防止由于固定楔不牢固，在工作中拉脱伤人。（九）选择好装岩位置后，要把耙斗机固定好，防止在工作过程中活动。开车时其它人员不得靠近耙斗两旁，以免钢丝绳弹起伤人。（十）耙斗机工作之时，要有良好的照明设施，在爆破时应注意保护照明灯具。第四章、巷道断面及支护形式4.1、巷道断面井底车场巷道设计为拱形断面，净宽5400mm、净高4300mm，净断面20.09 m2；毛宽5900mm、毛高4770mm，掘进断面24.71m2。10#煤层轨

24、道大巷巷道设计为矩形断面，净宽4200mm、净高3300mm，净断面13.86 m2；毛宽4400mm、毛高34000mm。掘进断面15.59m2。井底车场和10#煤层轨道大巷的水沟净断面0.09m2，净宽350 mm，净高250 mm，水沟距工作面不得超过50 m。4.2、管线及轨道敷设排水管按巷道设计位置布置，距设计底板不低于1600mm，用托管梁托起并固定。供水管布置在排水管上方，压风管路布置在供水管路上方，间距不小于200mm，压风、供水管路距离工作面1020m。电缆悬挂高度距底板1600mm，保证电缆在矿车掉道时不受撞击，在电缆坠落时不落在轨道上。电缆悬挂点间距不得大于3000mm，

25、高、低压间距离应大于100mm，高压电缆之间、低压电缆之间距离不得小于50mm。临时运输轨道为22kg/m；轨距600mm，轨道铺设中心线与巷道中心线一致，铺设轨枕规格为：长宽高=1200120150 mm的优质木材，轨枕间距800mm；轨道铺设严格按永久轨道铺设要求施工。4.3、支护形式、支护材料的材质、规格、型号及其它设计参数根据巷道围岩性质，施工现场实际情况，确定巷道支护形式及支护参数如下：车场巷道采用整体道床，车场双轨段采用双层金属网片支护（网片与网片之间加1寸铁衬管和托盘，衬管和托盘套在锚杆上后用扭矩螺母拧紧），喷层总厚度250mm，混凝土标号C25；喷层厚度150mm，混凝土标号C

26、25。锚杆采用=20mm，L=2000mm的左旋无纵筋20MnSi螺纹钢树脂锚杆，布置间排距均为800800mm，呈矩形布置，配套采用Z23350型脂药包，每孔两卷，锚杆托板采用150 mm，厚10的钢托板，锚杆必须固定在稳定岩层中不小于0.8m，顶锚杆锚固力80KN，帮锚杆锚固力50KN；采用6.5mm钢筋网，网格间距120mm*120mm。锚索采用15.24mm，L=6300mm的钢绞线，配套采用K23600型和Z23600型树脂药包，每孔各一卷，每两排锚杆打一排锚索（5根），托板采用长600mm的18号槽钢，锚索必须固定在稳定岩层中不小于1.5m，车场锚索间排距为14001600mm，1

27、0#轨道大巷锚索间排距为16001600mm，托板规格：30030010mm的钢板，副斜井车场喷浆后锚索不得有外露，10#煤层轨道大巷喷浆后，外露长度不大于100mm。喷浆所用水泥为425#普通硅酸盐水泥，砂采用经检验合格的水洗砂，其含土量不应超过其重量的2%，含水量不大于6%。石子采用直径510 mm的坚硬碎石，使用前应先筛洗，配比要适中，不得混入粘土和有机杂质。混凝土配比：水泥：石子：砂=1：2：2。混凝土喷射厚度120mm，水灰比0.45。速凝剂：选用按国家标准生产的速凝剂。掺量一般为水泥重量的3%-5%。要求3-5分钟内初凝，10分钟内终凝，受潮失效的不准使用。砼强度等级C25。4.5

28、、支护形式4.5.1、临时支护形式巷道临时支护方式采用带帽点柱，点柱规格为直径不小于16、长3m的硬质杂木，点柱不少于2根。如若工作面顶板破碎，无法用点柱支护时，可以对工作面进行初喷，初喷厚度不小于50mm,喷浆体初凝20分钟以后，施工人员方可进入迎头作业。顶板特殊破碎时，打设超前锚杆作临时支护。4.5.2、临时支护的使用开完炮后，待炮烟散净，工作人员在带班班长的带领下进入工作面，然后在顶板完整、支护完好的地点用长柄工具处理掉顶板及两帮的危岩活石，进行临时支护，然后再检查放炮效果，查看是否有残炮、瞎炮，若有严格按照煤矿安全规程第342条进行处理，再全面检查巷道断面是否满足设计要求，局部欠挖处用

29、风镐或手镐处理，然后进行永久支护。第五章、主要设备和设施的选型设计5.1、提升系统：5.1.1、提升机的选用：利用行人斜井绞车提升。5.1.2、提升容器的确定：一吨V型矿车。5.1.3、提升钢丝绳的选择计算和连接装置的确定：行人斜井施工时使用提升钢丝绳型号为61922能够满足施工要求，本设计采纳使用。5.1.4、斜巷安全设施位置的确定：井口、井底必须设置档车器，斜井井口门处设置挡车器，一坡三档位置必须符合煤矿安全规程规定。5.1.5、轨道的确定：24Kg/m。道轨的铺设质量应符合煤矿安全规程规定。5.2、压风系统由地面二台SA185A-1.2/1.25型空气压缩机向井下供风，通过108mm无缝

30、钢管经行人斜井井底、候车硐室，接至工作面1520m,转接分风器接胶管至工作面供打眼、喷浆之用。5.3、排水系统根据斜井施工水文地质资料，井底车场施工无大的涌水量，可利用行人斜井排水设施即可满足井底车场施工排水要求。 5.4、通风系统一、通风方式：选用压入式，风机型号：DBKJ6.0，功率215kw，风筒直径600，局部通风机必须实现“三专两闭锁”供电，双风机，双电源自动切换，保证工作面正常通风。二、掘进工作面风量计算、按人数计算用风量：Q=4ni=420=80m3/minQ工作面所需风量ni工作面同时工作的最多人数（交接班时）、按炸药消耗量计算用风量：Q=25Ai=2513.6=340m3/minAJ一次最大使用炸药量13.6kg。25以炸药量为计算单位的供风标准，即每kg炸药爆破后，需要供给的风量。、按瓦斯涌出量验算：Q掘=Q瓦k/ C =0.82/0.01=160m3/min Q掘掘进工作面实际需要风量，m3/min；Q瓦掘进工作面瓦斯绝对涌出量，取0.8m3/min；K掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，取2； 局部通风机吸入风量为400 m3/min 取340 m3/min、按风速进行验算工作面风速V=34