山西小回沟煤业有限公司小回沟矿井二期井巷工程施工组织设计

目 录

前言 ............................................................................................................... 1 1编写依据及编制原则 .............................................................................. 1 1.1编制原则 ........................................................................................... 1 1.2编制依据 ........................................................................................... 1 2矿井概况 ................................................................................................... 3 2.1矿井简介 ........................................................................................... 3 2.2工程地质与水文地质 ....................................................................... 4 2.3工程概况 .........................................................................................22 3施工准备 .................................................................................................32 4施工方案 .................................................................................................34 4.1施工方案 .........................................................................................34 4.2巷道施工机械设备配置 ................................................................36 4.4施工队伍安排 .................................................................................39 5施工方法 .................................................................................................40 5.1巷道炮掘施工 .................................................................................40 5.2巷道综掘机施工 .............................................................................51 5.3交叉点施工 .....................................................................................56 5.4硐室施工 .........................................................................................57 5.5煤仓施工 .........................................................................................58 5.6立交处施工 .....................................................................................60 5.7贯通测量措施 .................................................................................60

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5.8巷道穿越破碎带施工 .....................................................................61 6 防治水方案 ............................................................................................63 7 施工设备选型与辅助系统 ...................................................................67 7.1排水 ..................................................................................................67 7.2 压风 .................................................................................................67 7.3 供水 .................................................................................................68 7.4供电 ..................................................................................................68 7.5通风系统 .........................................................................................69 7.6照明、通讯与信号、监控系统 ....................................................78 7.7运输系统 .........................................................................................79 7.8砼搅拌系统 .....................................................................................80 7.9斜井提升安全设施 .........................................................................81 7.10安全避险“六大系统” ..............................................................81 8施工组织及循环作业方式 ....................................................................87 8.1施工组织机构和劳动力配备 ........................................................87 8.2正规循环作业 .................................................................................87 9工程进度计划及保证措施 ....................................................................94 9.1施工进度计划 .................................................................................94 9.2施工排队图 .....................................................................................94 9.3工期保证措施 .................................................................................94 10工程质量目标、质量保证体系及保证工程质量的主要措施 .......96 10.1工程质量目标 ...............................................................................96 10.2建立健全质量保证体系 ..............................................................96

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10.3工程质量标准 ...............................................................................96 10.4质量控制关键点...........................................................................97 10.5关键工序的控制措施 ..................................................................97 10.6保证质量目标的主要措施 ..........................................................99 10.7质量检测监测手段 ................................................................... 101 11安全技术措施及安全保证体系 ...................................................... 106 11.1安全目标 .................................................................................... 106 11.2安全管理机构 ............................................................................ 106 11.3安全检查、控制措施 ............................................................... 109 11.4安安全教育、考核和责任追究............................................... 111 11.5预控防范措施 ............................................................................ 113 11.6安全专项控制 ............................................................................ 122 12职业健康安全管理 ........................................................................... 135 12.1职业健康安全管理目标 ........................................................... 135 12.2职业健康安全管理组织机构及职责 ...................................... 135 12.3主要安全管理制度 ................................................................... 136 13文明施工、环保、消防、降噪声及安全质量标准化 ................. 138 13.1文明施工措施 ............................................................................ 138 13.2环保措施 .................................................................................... 138 13.3消防措施 .................................................................................... 139 13.4降噪声措施 ................................................................................ 139 13.5安全质量标准化........................................................................ 139

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13.6地下管线及其他地上、地下周围设施或建筑物的防护措施错误!未定义书13.7现场维护管理措施 ................................................................... 140 14资料管理 ............................................................................................ 143 14.1计划、统计报表的编制与传递............................................... 143 14.2信息管理 .................................................................................... 143 15附件 .................................................................................................... 144

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前言

小回沟矿井隶属于山西小回沟煤业有限公司，井田位于山西省太原市清徐县西北15km处，行政区划隶属清徐县、古交市管辖，开采资源属太原西山煤田。小回沟矿井设计生产能力为3.0Mt/a，服务年限约63.18a。

矿井为混合开拓方式，井田内共布置5个井筒，1个立井，4个斜井，分别为回风立井井筒、主斜井井筒、副斜井井筒、管道斜井井筒、专用进风斜井井筒。目前专用进风斜井、管道斜井都已施工到底。井下二期巷道主要包括：运输大巷、辅助运输大巷、1号回风大巷和2号回风大巷等工程。

1编写依据及编制原则 1.1编制原则

1.1.1 认真执行国家建设方针，在确保安全、工程质量前提下，科学合理地组织施工。

1.1.2 积极推广应用新技术、新工艺、新设备，优化施工方案，合理安排施工顺序，组织平行交叉作业，加快施工进度。

1.1.3 提高机械化水平，改善工作环境和劳动条件，提高劳动生产率，缩短施工工期。

1.1.4 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，确保各项经济技术指标的全面实现，以获得最大社会经济效益。

1.1.5 控制措施工程，降低工程成本。 1.1.6 搞好文明施工和环境保护。 1.2编制依据(对标红的规范进行查新替换)

1.2.1《山西小回沟煤业有限公司小回沟矿井一水平大巷布置图》

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（S1719-110-1）。

1.2.2《山西小回沟煤业有限公司小回沟矿井一水平运输大巷平、剖、断面图》（S1719-110.1-1）。

1.2.3《山西小回沟煤业有限公司小回沟矿井一水平辅运大巷平、剖、断面图》（S1719-110.2-1）。

1.2.4《山西小回沟煤业有限公司小回沟矿井一水平1号回风大巷平、剖、断面图》（S1719-110.3-1）。

1.2.5《山西小回沟煤业有限公司小回沟矿井一水平2号回风大巷平、剖、断面图》（S1719-110.3-2）。

1.2.6山西小回沟煤业有限公司小回沟矿井水文地质资料。 1.2.7《建筑工程施工质量验收统一标准》GB50300-2001）。 1.2.8《煤矿井巷工程质量验收规范》GB50213-2010。 1.2.9《煤矿井巷工程施工规范》GB50511-2010-2010。 1.2.10《煤矿井巷工程质量检验评定标准》（GB50213-2010）。 1.2.11《混凝土结构工程施工质量验收规范》GB50204-2002 1.2.13《地下防水工程质量验收规范》GB50208-2002。 1.2.14《工程测量规范》GB50026-97。

1.2.15《建筑电气工程施工质量验收规范》GB50303-2002 1.2.16《煤矿建设安全规范》（AQ1083-2011）。

1.2.17《锚杆喷射混凝土支护技术规范》（GB 50086-2001）。 1.2.19《煤矿建设项目安全设施设计审查和竣工验收规范》（AQ1055-2008）。

1.2.22《煤矿安全规程》。

1.2.23国家及行业有关煤矿建设的其他规范、标准或文件。

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2矿井概况 2.1矿井简介 2.1.1位置、交通

小回沟矿井位于山西省清徐县西北15km，行政区划属清徐县、古交市管辖。井田地理坐标：东经 112°13′00″〜112°17′30″，北纬 37°40′00″〜37°43′30″。

区内交通较为方便，榆（次）〜古（交）的省级S316公路横贯全区，向南15km至清徐县可达大运高速公路和G307国道，经清徐可通往全国各地。榆（次）〜古（交）公路清徐〜古交段已实施拓宽和截弯取直工程，大大提高了区内交通运输能力，为矿区开发提供了有利的交通运输条件。

2.1.2地形地貌

本区属吕梁山脉中段的东翼，地势高峻，山峦叠嶂，沟谷纵横，为典型的黄土高原地貌。总体呈西北高东南低，最高点位于勘探区北部麦地掌西，海拔+1701.87m；最低点位于东南部沙园沟，海拔+1104.10m，最大相对高差为597.77m，区内基岩大面积裸露，仅梁、峁有黄土残存。

2.1.3河流

区内无大的河流，较大的沟谷有白岔沟、童子川沟、都沟和小回沟。白岔沟、童子川沟属古交市大川河支流，沟谷中常年有水，但水量很小，只在大雨过后才能形成较大的洪流。都沟和小回沟均属季节性沟谷，平时干枯无水，只在雨季才有洪水通过。井田地表水属黄河流域汾河水系。

2.1.4气象及地震烈度

本区属暖温带性气候，四季分明，昼夜温差较大，春季干

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旱少雨，夏季炎热多雨，秋季温度适中，冬季干燥寒冷。全年日均最高温度37.3℃，最低气温-11.9℃，年平均气温为8.91℃。全年风向以西北风为主，历年平均风速为2.2m/s，最大可达3.3m/s。年平均降雨量427.80mm，年平均蒸发量1843.40mm，平均无霜期185d ，最大冻土深度800mm。

根据《中国地震动峰值加速度区划图》GS（2001）060号，该地区地震动峰值加速度为0.20g。根据《中国地震烈度区划图》（1990），本区基本烈度为Ⅷ度区。

2.2工程地质与水文地质 2.2.1工程地质

2.2.1.1 地层（从老到新各层叙述太多，可以根据已施工工程简单叙述，主要需要二期工程有关的工程地质，但没有？）

井田内出露地层有二叠系上统上石盒子组、石千峰组，三叠系下统刘家沟组和分布于山梁及沟谷之中的新生界第四系。结合钻孔资料由老至新分述如下：

（1）奥陶系中统上马家沟组（O2s）

本组最大厚度为251.80m，上部为深灰～青灰色，中厚层状石灰岩、白云质灰岩夹泥灰岩、白云岩；中下部为深灰色中厚层状结晶灰岩、白云质灰岩夹角砾状泥灰岩、泥质灰岩及白云岩。

（2）奥陶系中统峰峰组（O2f）

本组厚度为117～142m，平均厚128.94m，与下伏地层上马家沟组为整合接触。上部为深灰～浅灰色厚层状石灰岩夹白云质灰岩和角砾状灰岩。中部以浅灰～灰色角砾状泥灰岩，白云质灰岩为主，间夹脉状纤维石膏及结晶石膏层，裂隙内充填有方解石脉。下部为浅灰色泥灰岩夹角砾状白云质灰岩、白云岩，溶洞不太发育。

（3）石炭系中统本溪组（C2b）

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本组厚度24.63～59.30m，平均厚44.51m，其厚度变化与奥陶中统侵蚀基准面凹凸不平有关。岩性以深灰、浅灰及灰色细～中粒砂岩、粉砂岩、砂质泥岩、泥岩、铝质泥岩、石灰岩及煤组成。底部常具薄层铁质泥岩或铁质粉砂岩，含黄铁矿及菱铁矿结构，呈透镜状，即“山西式铁矿”，厚度极不稳定，且分布零散。

（4）石炭系上统太原组（C3t）

本组为一套海陆交互相含煤地层，厚度为49.11～91.15m，平均厚度75.55m，由深灰、灰黑色砂质泥岩、泥岩、石灰岩及浅灰色砂岩组成，含煤8～9层，其中可采煤层3～4层，为本区主要含煤层段之一。根据沉积旋回和岩性组合特征及含煤性，自下而上可划分为三个岩性段：

1)太原组一段（C3t1）

K1 砂岩底至L1（庙沟灰岩）底，厚度为22.40～65.93m，平均43.44m。以泥岩、细粒砂岩、中粒砂岩，局部为砂质泥岩，薄煤层及薄煤线组成，间夹薄层石灰岩或泥质灰岩。

2)太原组二段（C3t2）

L1石灰岩底至L4石灰岩顶（斜道灰岩）厚度为5.70～45.96m，平均16.91m，岩性以灰黑色泥岩和1～4层石灰岩为主，次为浅灰色细粒砂岩与粉砂岩互层，间夹有一层1～3m左右的中厚层中粒砂岩和薄煤线，主要含有7、7极不稳定不可采煤层。

3)太原组三段（C3t3）

L4灰岩顶至L5灰岩顶，厚度为6.27～32.56m，平均11.53m，以灰黑～深灰色泥岩、砂质泥岩、砂岩和煤层组成，

下号煤层，均为

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间夹1～2层石灰岩，其中L5石灰岩（东大窑石灰岩）全区发育，但受上部砂岩体的影响厚度不稳定，一般为2～3m，泥质含量较高，可达15～20%，为生物碎屑泥晶灰岩。

（5）二叠系下统山西组（P1s）

本组为一套陆相含煤岩系，由浅灰、灰白、灰色含砾中粒砂岩、细粒砂岩和深灰色、灰黑色、灰色砂质泥岩，泥岩、炭质泥岩及煤层组成。主要含02、03、2、3、4、5上、5号煤共七层，其中2号煤层为全区稳定可采的主煤层之一，03号煤层为较稳定的大部可采煤层，5号煤层为不稳定的局部可采煤层，其余为极不稳定不可采或零星可采煤层。本组厚度为55.95～

112.59m，平均78.14m，与下伏太原组地层呈整合接触关系。

（6）二叠系下统下石盒子组（P1x）

厚度为66.90～121.50m，平均96.70m，主要由砂岩、砂质泥岩、泥岩组成。下部为深灰～灰色细粒砂岩、粉砂岩、砂质泥岩和泥岩组成，局部含1～2层薄煤线，风化后多呈灰绿色。底部K4砂岩为灰白色中～粗粒砂岩，厚5～6m，为长石岩屑杂砂岩或岩屑杂砂岩，岩屑成分主要为石英岩屑及硅质岩屑，孔隙式胶结，胶结为钙质和铁质，其中灰绿色泥质杂基含量达20～30%。中上部为黄绿～灰绿色砂质泥岩、粉砂岩及浅灰色细粒砂岩互层，中部有一层灰绿色粗粒砂岩，局部相变为含砾粗粒砂岩，巨厚层状。顶部为灰色～紫红色含铝泥岩或铝质泥岩，富含菱铁质鲕粒，层位稳定，俗称“桃花泥岩”。

（7）二叠系上统上石盒子组（P2s）

厚度为312.80～445.85m，平均391.38m，由灰色泥岩、砂质泥岩及砂岩组成，底部以K6砂岩底与下伏下石盒子组地层

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呈整合接触。按其岩性组合特征，自下而上可划分为两个岩性段：

1)上石盒子组一段（P2s1）

厚度为128.17～204.33m，平均162.58m。以灰绿色、紫红色砂质泥岩为主，与中细粒砂岩呈互层状；下部为灰黄色砂砾岩夹杂色泥岩及灰色泥岩，砂砾岩多呈透镜体。底部K6砂岩为含砾粗砂岩，其下部往往含有一层厚约0.50～1.00m的细砾岩，呈透镜体分布。中上部为黄绿、紫红色砂质泥岩、杂色斑团状泥岩夹砂岩，泥岩中有时含少量铝质、局部含铁质鲕粒或结核。本段以暗紫色斑块和夹层为特征。

2)上石盒子组二段（P2s2）

厚度为184.63～241.52m，平均228.80m，下部为厚一巨厚层状灰黄色（岩屑）长石砂岩夹紫红色和黄绿色泥岩；中上部主要岩性为巧克力色、灰紫、蓝紫、暗紫红色泥岩，粉砂质泥岩夹黄绿、灰黄色砂岩、含砾砂岩及灰绿、灰黄色泥岩；顶部砂质泥岩或砂岩中夹有燧石层或条带，是上石盒子组与石千峰组分界的良好标志层，本段中以灰蓝色砂质泥岩及砂岩中含肉红色长石为特征，与一段地层相比，砂岩中长石含量自下而上增多。

（8）二叠系上统石千峰组（P2sh）

厚度为75.25～121.95m，平均100.35m。底部为巨厚层灰黄色长石石英杂砂岩（K8），其上为砖红色泥岩、粉砂质泥岩夹中薄层砖红色长石砂岩组成，以桔红色泥岩大量发育为特征，泥岩中含2～3层泥灰质或钙质结核，有时夹泥灰岩薄条带。本组中砂岩延伸不稳定，往往呈透镜状展布，局部砂岩之底含砾。K8砂岩为含砾粗砂岩，成分以长石石英为主，长石为肉红色，杂基为灰绿色泥质或粉砂质，分选及磨圆度差，呈棱角～次棱角

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状，与下伏上石盒子组地层呈整合接触。

（9）三叠系下统刘家沟组（T1l）

本组厚度大于145.85m，岩性主要为浅灰红色、灰白色厚层状或薄板状中细粒砂岩、长石砂岩、长石石英砂岩、长石杂砂岩及砖红色泥质粉砂岩，夹少量薄层状砖红色泥岩，其中K9砂岩为暗紫红色含砾粗砂岩，具灰绿色条带，成分含有少量肉红色长石及硅质岩屑，厚层状，分选及磨圆度较好，为次圆状～圆状。与下伏石千峰组地层呈整合接触关系。

（10）第四系（Q）

分布零星，主要见于梁、峁或沟谷地带。 1)第四系上更新统（Q3）

大多数呈星点状分布，主要岩性为灰黄色亚砂土、亚粉砂土，质纯，结构较为松散，垂直节理发育。局部发育有砂砾石透镜体，并见有呈星散状分布的灰白色钙质结核，其厚度为0～10.00m，平均6.0m。与下伏各地层呈不整合接触关系。

2)第四系全新统（Q4）

主要分布于白石沟及都沟河河谷、河漫滩及I级阶地一带。厚度0～9.85m，平均4.50m左右，由细砂、粉砂、砂土及砾石组成，为一套近代河床冲积物和山前洪积物。与下伏各地层呈不整合接触关系。

2.2.1.2 构造 （1）褶皱构造

井田内褶皱相对较为发育，共填绘褶皱14条，其类型简单。空间上主要表现为一系列背斜、向斜相间产出，其组合类型为平行或斜列式排列。区内规模较大的有三条，详述如下。

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1)①号向斜

位于本区西北角童子川村西600m处，向北延伸出井田，轴迹延伸方向近SN向，呈轴面近于直立的舒缓波状向斜。轴部及两翼地层主要为三叠系下统刘家沟组的砂岩，西翼地层产状6～12°，东翼地层产状5～11°，远观褶皱形态明显，为两翼基本对称的直立水平开阔褶皱，延伸长度为2.2km。

2)②号背斜

位于童子川～白岔沟～养天池一线，轴向总体近南北向，在童子川以南发生偏转为NW 25°，养天池一带为NW 35°，为一弧线型走向，轴部地层为P2s2、P2sh和T1l地层，西翼地层产状为6～9°，东翼地层产状为5～9°，为基本对称的直立开阔背斜，延伸长度达4.5km。

褶皱统记表

编长度 宽度 轴迹延伸方位号 （m） (m) 及变化 1 2200 200 近SN向，轴迹 舒缓波状 近SN向，轴迹 舒缓波状 近SN向 近SN向， 线状 NE-SW线状 褶皱形态 及类型 直立水平 开阔向斜 直立水平 开阔向斜 直立水平 开阔向斜 直立水平 背斜 轴面近直立， 开阔背斜 直立开阔 背斜 褶皱特征 主褶皱主要产出于刘家沟组砂岩中，两翼产状相向倾斜，倾角5-12°，远观该褶皱形态非常明显，为两翼对称的开阔褶皱。 主褶皱主要产出于石盒子驵-刘家沟组中，顺褶皱轴迹方向两侧产状想背产出，倾角平缓，两翼基本对称。 主褶皱主要产出于刘家沟组砂岩中，地貌上反映明显，两翼产状相倾斜，倾角平缓 卷入褶皱的岩层主要为上石盒子组二段砂岩、泥岩，两翼产状平缓，倾角5-10° 卷入褶皱的岩层主要为上石盒子组二段砂岩，泥岩，两翼产状平缓，倾角5-8°，两翼基本对称。 卷入褶皱的岩层为上石盒子组二段砂岩，泥岩，两翼产状相背产出，倾角，两翼基本对称。 砂岩、泥岩，两翼产状相状产出，倾角平缓，5-10°，两翼对称。 备注 2 4500 300 3 4 2200 650 200 100 5 450 150 6 350 200 NWW-SEE向 轴面直立，枢 卷入褶皱的岩层主体为上石盒子组二段7 700 200 NE-SW向 纽近水平的 开阔向斜

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8 400 200 NE-SW向 轴面近直立 的开阔北斜 卷入褶皱的岩层主体为上石盒子组一段泥岩、砂岩，两翼产状相背产出，倾角平缓，5-10°，为波状褶皱。 郑入褶皱的岩层主体为石盒子组、石千峰组，两翼产状相背产出，其北西翼产状平缓，南东翼产状局部较陡，倾角30°，两翼不对称。 北西翼上发育有次组张性断裂 9 500 200 NW-SW向，舒缓波状 开阔背斜 10 500 100 NE-SW向 轴面近直立 的开阔背斜 卷入褶皱的岩层为上石盒子组一段砂岩、两翼上见次级泥岩，两翼产状平缓，褶皱为开阔褶皱。 波状褶皱。 11 200 100 NWW-SEE向 直立水平、 开阔背斜 卷入褶皱的的岩层为上石盒子组少岩、泥岩，两翼产状相背产了，倾角。 褶皱两端被晚期滑塌物所掩盖而出露不全 12 300 100 NE-SW向 直立水平、 开阔向斜 卷入褶皱的岩层为上石盒子组二段砂岩、泥岩，两翼产状相向产出，倾角较缓。 卷入褶皱的岩层为上石盒子组一段砂岩，13 420 100 NE-SW向 直立开阔背斜 两翼对称，两翼产状相背产，褶皱上两侧地层产状较陡，倾角25-32°。 卷入褶皱的岩层为上石盒子组一段砂岩，14 450 150 近SN向 直立水平、开 褶皱两翼岩层产状波状起伏，变化明显，阔向斜 北西翼产状较陡，南东翼产状平缓，两翼不对称。 3)③号向斜

位于本区的北中部，向北延伸出井田，轴向为NW 15°，核部及两翼地层为三叠系刘家沟组砂岩，西翼地层倾角6°～9°，东翼地层倾角为5°～8°，两翼地层倾角相对平缓，为基本对称的近直立开阔向斜，延伸长度为2.2km。

（2）断裂构造

区内断裂构造不发育，仅在本区东北部和南部发育有三条断层，现分述如下：

1)F3正断层

呈NE30°方向展布于水峪村北西，延伸长度约600m左右，

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断面产状140°∠75°，落差5m左右。

2)F4逆断层

地表未有揭露，为层间断层，于673号钻孔6号煤层附近揭露，造成6号煤层重复出现。断面产状180°∠70°，落差10m左右。

3)F5逆断层

地表未有揭露，为层间断层，于660号钻孔8左右。

另井田东北部边缘外围发育有F1、F2正断层。

断 层 特 征 表

编号 F1 F2 F3 F4 F5 井田内位置 东北部 南 部 东北部 走向(°) 165 45 50 90 55 倾向(°) 345 135 140 180 145 倾角(°) 80 70 75 70 70 落差(m) 延伸长度(m) 15 25 5 10 4 300 300 600 备注 井田边缘外围 井田内地表揭露 井田内钻孔揭露 上号煤层附近

揭露，造成8上号煤层重复出现。断面产状145°∠70°，落差4m

（3）陷落柱

井田内发现陷落柱14个，主要分布在井田东北部，大小不等，最大者长轴1190m，小者仅15m。陷落柱内岩性由各种岩块杂乱堆积，紧密胶结而成。岩块大小不等，泥质岩块较细呈粉末状，坚硬岩块较大。从目前煤层底板平面图上看陷落柱的赋存规律，陷落柱主要集中于褶曲扭动部位。

（4）岩浆岩

井田未发现有岩浆岩。

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综上所述，井田构造属简单类型。

陷落柱统计一览表

编号 X1 X2 X3 X4 X5 X6 X7 X8 X9 X10 X11 X12 X13 X14 形态 椭圆形 椭圆形 椭圆形 椭圆形 椭圆形 椭圆形 椭圆形 长条形 椭圆形 椭圆形 近圆形 椭圆形 长椭圆形 近圆形 长（m） 宽(m) 20 25 30 15 30 30 40 1190 100 120 50 35 150 50 10 12 14 10 15 20 20 100 70 60 45 20 20 15 面积（m2） 157 235 329 118 353 471 628 121000 5495 5652 1766 549 3000 750 围岩地层时代及岩性 砂质泥岩 P2s2 砂岩夹泥岩 P2P2s1-- Ps1-- PP2s2 泥岩夹砂岩 P2s2 泥岩夹砂岩 P2s2 泥岩夹砂岩 P2s2 泥岩夹砂岩 P2s2--- P2sh 泥岩夹砂岩 P2s2 泥岩夹砂岩 P2s2 泥岩夹砂岩 P2s2 泥岩夹砂岩 P2s2 2柱内地层 杂乱的砂质泥岩 杂乱的砂岩及泥岩 杂乱的砂质泥岩 杂乱的砂质泥岩 杂乱的砂质泥岩 杂乱的砂质泥岩 杂乱的砂质泥岩 杂乱的砂岩及泥岩 杂乱的砂质泥岩 杂乱的砂质泥岩 杂乱的砂质泥岩 杂乱的砂质泥岩 杂乱的砂岩和泥岩及砂质泥岩 杂乱的砂质泥岩及砂岩 备注 s2 s2 砂岩夹泥岩 2泥岩夹砂岩 P1X P1S 2.2.1.3 煤层（只写与本设计有关的）

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（1）含煤性

井田内含煤地层主要为石炭系上统太原组(C3t)和二叠系下统山西组(P1s)，下石盒子组和本溪组中偶尔有煤线发育，但无工业价值。山西组和太原组共含煤16层。自上而下山西组含02、03、2、3、4、5上、5号共7层煤，太原组含6上、6、7、7下、8上、8、9、10、11号共9层煤。

1）山西组(P1s)

本组地层厚度为55.95～112.59m，平均78.14m，含煤7层，煤层总厚度为2.00～9.97m，平均5.16m，含煤系数平均为6.92%。可采煤层厚度为1.91～8.m，平均4.53m，可采含煤系数平均为5.80%。

03号煤层为较稳定的大部可采煤层，5号煤层为不稳定的局部可采煤层， 2号煤层为稳定全区可采煤层，其余为极不稳定的不可采煤层。

2）太原组（C3t）

本组地层厚度为49.11～91.15m，平均75.55m，含煤7～10层，一般含9层煤，煤层总厚度为2.08～11.65m，平均8.33m，含煤系数平均为11.03%。可采煤层厚度为1.60～10.75m，平均6.78m，可采含煤系数平均为8.97%。其中大部稳定可采的8、9号煤层位于本组下部一段，稳定且大部可采的6号煤层位于本组上部三段，其余煤层虽见有零星可采点，但难以构成具有工业价值的可采区段。

（2）可采煤层

井田内共含6层全区可采、大部可采或局部可采煤层，自上而下为山西组的03、2、5号煤层和太原组的6、8、9号煤层，现自

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上而下详述如下：

1）03号煤层

位于山西组中上部，上距02号煤层7.11～32.76m，平均16.05m，为较稳定的大部可采煤层。煤层厚度为0.00～2.26m，平均1.09m。煤层结构简单，一般含0～1层夹矸，个别钻孔见两层夹矸，夹矸岩性多为炭质泥岩或泥岩，顶底岩性主要为砂质泥岩，泥岩和粉砂岩，局部为细～中粒砂岩，有时有一层厚度为0.10～0.50m的炭质泥岩伪顶；底板岩性主要为砂质泥岩、粉砂岩和细粒砂岩，局部为中～粗粒砂岩，有时有一层泥岩伪底。

2）2号煤层

位于山西组中部，上距03号煤层2.63～36.76m，平均6.m，为全区稳定可采煤层，是本区的主要可采煤层之一。全区煤层厚度为1.20～3.53m，平均2.63m。煤层结构简单，一般含夹矸0～1层，个别钻孔见两层夹矸，厚度0.05～0.30m，其岩性为炭质泥岩或泥岩。顶板岩性主要为泥岩和砂质泥岩，局部为粉砂岩，有时可见一层0.20～1.00m的炭质泥岩伪顶；底板岩性主要为泥岩、砂质泥岩、粉砂岩和细粒砂岩，局部为中粒砂岩，有时见炭质泥岩伪底。

可采煤层特征表

煤层厚度含煤地层 煤层编号 最小-最大 平均 03 P1s 2 5 0.00-2.26 1.09 1.20-3.53 2.63 0.00-3.70 1.79 最小-最大 平均 2.63-36.76 6. 11.99-48.17 22.92 9.54-36.94 矸石层数 0-2 0-2 0-2 类别 （m） 煤层间距（m） 煤层结构 顶板岩性 底板岩性 煤层稳定程度 砂质泥岩 泥岩 砂质泥岩 简单 泥岩 泥岩 简单 细粒砂岩 简单 砂质泥岩 细粒砂岩 砂质泥岩 泥岩 砂质泥岩 泥岩 较稳稳定 不稳大部23.7 可采 全区33.4 可采 局部15.5 可采 可采性 可采面积(Km2)

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6 C3t 9 8 0.00-3.74 1.81 0.00-4.70 2.62 0.18-5.51 2.59 19.97 19.95-56.78 33.69 2.31-17.30 8.35 0-4 0-2 0-2 泥岩 泥岩 砂质泥岩 砂质泥岩 单 炭质泥岩 砂质泥岩 简单 泥岩 泥岩 较简简单 泥岩 泥岩 砂质泥岩 砂质泥岩 稳定 稳定 稳定 大部26.5 可采 大部32.3 可采 大部32.9 可采 3）5号煤层

位于山西组底部，上距2号煤层11.99～48.17m，平均22.92m，属不稳定局部可采煤层，煤层厚度为0.00～3.70m，平均1.79m。煤层结构简单，一般含0～1层夹矸。顶板岩性主要为泥岩、砂质泥岩和炭质泥岩，有时为粉砂岩或细粒砂岩。底板岩性主要为砂质泥岩和泥岩，有时为粉砂岩，局部地段含一层薄层炭质泥岩伪底。

4）6号煤层

上距5号煤层9.54～36.94m，平均19.97m。煤层厚度为0.00～3.74m，平均1.81m，属稳定的大部可采煤层。煤层结构较简单，一般含1～2层夹矸。顶板岩性主要为炭质泥岩、砂质泥岩和泥岩，有时见石灰岩；其老顶为石灰岩或泥灰岩。底板岩性主要为泥岩、砂质泥岩和粉砂岩，有时为细～中粒砂岩。

5）8号煤层

位于太原组一段的中上部，上距6号煤层19.95～56.78m，平均33.69m，距8上号煤层0.70～4.02m，平均2.70m，属稳定大部可采煤层。煤层厚度为0.00～4.70m。平均2.62m。煤层结构简单，含夹矸0～2层。顶板岩性主要为炭质泥岩、泥岩和砂质泥岩，个别钻孔为粉砂岩或细粒砂岩。底板岩性主要为砂质泥岩、泥岩、粉砂岩和中、细粒砂岩，时有炭质泥岩伪底。

6）9号煤层

上距8号煤层2.31～17.30m，平均8.35m。煤层厚度为0.18～5.51m，平均2.59m，为稳定大部可采煤层。煤层结构简单，一般

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不含夹矸，局部含0～2层夹矸，夹矸厚度为0.07～0.65m。顶板岩性一般为泥岩、砂质泥岩和粉砂岩，有时可见细～中粒砂岩，局部可见炭质泥岩伪顶。底板岩性为泥岩、砂质泥岩，有时可见含铝泥岩、粉砂岩或细粒砂岩底板。

（3）煤层顶底板

现将煤层顶、底板的工程地质特征分述如下：

03号煤层直接顶板以砂质泥岩、泥岩为主，次为砂岩；底板以粉、细砂岩为主。煤层顶板属半坚硬岩层，顶板为块状岩类，顶板为二类，属中等稳定类型，底板属松软Ⅱ类。03号到2号煤间距平均为6.m，2号煤顶板以砂质泥岩、泥岩为主，局部为粉砂岩；底板以中细砂岩、泥岩为主。煤层顶板属半坚硬岩层，顶板为块状岩类，顶板为二类，属中等稳定类型，底板属松软Ⅱ类。2号到5号煤平均间距17.49m，中间夹4号、5上号，5号煤顶板以细砂岩为主；底板也以细砂岩为主。顶板属坚硬岩层，顶板为整体状岩类，顶板为四类，属稳定类型，底板属松软Ⅱ类。5号到6号煤层平均间距为18.21m，以炭质泥岩、砂质泥岩为主，夹粉砂岩、L4灰岩和6

上号煤层。6

号煤直接顶板为砂质泥岩；底板为砂质泥岩。顶板属软

弱岩层，顶板为薄层状岩类，顶板为一类，属不稳定类型，底板属松软Ⅱ类。

6号到8号煤层平均间距为28.36m，中夹7号、7下号和8上号煤层。8号煤直接顶板为砂质泥岩，有时见炭质泥岩伪顶，老顶为灰岩；直接底板以砂质泥岩、粉砂岩为主。顶板属坚硬岩层，顶板为整体岩类，顶板为三类，属稳定类型，底板属松软Ⅱ类。8号到9号煤层平均间距为8.35m。9号煤直接顶板以细砂岩、砂质泥岩为主；直接底板主要为泥岩、砂质泥岩。顶板属坚硬岩层，顶板为整体岩类，

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顶板为二类，属中等稳定类型，底板属松软Ⅱ类。

2.2.3 水文地质 2.2.3.1 主要含水层

（1）奥陶系峰峰组及上马家沟组灰岩岩溶含水层

该地层有三层巨厚层泥灰岩，有裂隙的灰岩含水层总厚43.3m，该含水层水位标高932.88m，水位降52.30m，钻孔单位涌水量0.0017L/s·m，渗透系数0.00372m/d。井田内奥灰岩溶水位在910m～941m之间，岩溶水大致由北东流向南西。

（2）石炭系太原组碎屑岩夹薄层碳酸盐岩类裂隙含水层 该组地层厚127.5m，其中有L1、L3、L4、L5 4层主要灰岩，厚度分别为0.91m、7.30m、2.12m、1.28m，其中L1、L5为泥灰岩，L3 、L4裂隙较发育，为该组主要含水层，含水层厚11.35m。该含水层水位标高941.71m，水位降深13.17m，钻孔单位涌水量0.000888L/s·m，渗透系数0.00559m/d，属弱富水含水层。

（3）二叠系山西组砂岩裂隙含水层

该组含水层主要由中、细粒砂岩组成，厚度为5.34m，水位标高949.76m，钻孔单位涌水量0.00182L/s·m，渗透系数0.02m/d，属弱富水含水层。

（4）二叠系下石盒子组以上砂岩裂隙含水层

该地层中的含水层以粗、中、细、粉砂岩为主，该段地层泥岩砂岩相间，往往形成层间裂隙水，由于泥岩的隔水作用补给条件较差，富水性很弱。全区碎屑岩裂隙含水层富水性均较弱，钻孔冲洗液消耗量都很小。地层多接近地表或在侵蚀基准以上，在构造断层破碎带附近和局部风化裂隙发育地段，含较丰富的地下水。

（5）第四系松散岩类孔隙含水层

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第四系地层在区内分布范围很小，在局部山梁上沉积有上更新统黄土，但厚度很小，多为透水不含水岩层，全新统地层分布在白岔沟沟谷中，含有一定的地下水，但由于含水层厚度小，水量也十分微弱。

2.2.3.2 主要隔水层组

（1）二叠系上、下石盒子组与山西组砂岩层间泥岩隔水层组 二叠系上、下石盒子组地层为一套泥岩和砂岩交互沉积地层，泥岩沉积厚度大，且连续稳定，是地表水和基岩风化裂隙含水层与煤系地层间较好的隔水层。

（2）9号煤层底板至奥灰顶界面间泥岩隔水层组

本溪组是一套以泥岩，粘土岩、铁铝岩为主的地层，夹薄层灰岩和砂岩，砂岩一般为泥质胶结，隔水性能良好，太原组9号煤层到本溪组顶面也是一套以泥岩为主的地层。从9号煤底板到奥陶灰岩顶面厚度分别为.31m、61.08m和65.84m，平均厚度为63.74m，是含煤地层与奥陶系地层间重要的隔水层。

2.2.3.3 矿井水文地质类型

井田内山西组煤矿床水文地质条件简单。太原组煤矿床在无导水构造沟通的情况下水文地质条件简单，水文地质类型定为简单类型；当考虑井田内陷落柱较发育，有正断层分布，个别钻孔孔内事故残留钻具以及煤层开采后各煤层间的含水层和采空形成水力联系等因素，井田水文地质条件中等。

2.2.3.4 矿井涌水量（只写与本设计有关的）

由于没有设计坑道系统面积，因此本次矿井涌水量的计算采用了各煤层的高级储量面积作为坑道系统面积，仍选用承压转无压公式计算先期开采地段各煤层的矿井涌水量，计算结果见下表。

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矿坑涌水量计算表

计算参数 疏干 含水层 山西组含水层 2 6 太原组含水层 8 9 20006657 18194084 19906324 19914750 0.017 429.80 煤层号 首采区高级储量面积（m2） 渗透系数 k (m/d) 水头高度H(m) 含水层厚度 M(m) 7.78 5.01 5.01 5.01 影响半(m) “大井”(m) “大井“影响半径R。（m） 径 R 半径 r。 矿坑涌水Q（m3/d） 560.39 634.40 707.46 726.49 2523.55 2406.52 2517.22 2517.75 3083.94 3040.93 3224.67 3244.24 1141.58 1174.53 1238.04 1242.23 0.0191 459.04 0.0191 511.90 0.0191 525.67 计算结果评述

开采第一水平2号煤最大的矿井涌水量为1141.58m3/d（47.57 m3/h），属涌水量小的矿井。

6号煤层的最大矿井涌水量为1174.53m3/d（48.94 m3/h）；8号煤层的最大矿井涌水量为1238.14m3/d（51.59 m3/h），；9号煤层的最大矿井涌水量为1242.23m3/d（51.76 m3/h），均属涌水量小的矿井。

2.2.4 其它（只写与本设计有关的） 2.2.4.1 瓦斯

由测试结果可知，上部2号煤层甲烷含量低于下部8、9号煤层，说明煤层瓦斯含量随深度的增加而增加。

本区主采煤层2、6、8、9号瓦斯含量较高。另据邻矿昌鑫煤矿2号煤层2005年瓦斯等级鉴定结果为：相对涌出量16.53m3/t，绝对涌出量4.41m3/min，鉴定等级为高瓦斯矿井；据邻矿西圪台头煤

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矿2号煤层2005年瓦斯等级鉴定结果为：瓦斯相对涌出量为15.18m3/t，绝对涌出量5.08m3/min，为高瓦斯矿井；据邻矿碾底煤矿2号煤层2005年瓦斯等级鉴定结果为：瓦斯相对涌出量为20.29m3/t，绝对涌出量5.54m3/min，属高瓦斯矿井。

2.2.4.2 煤的自燃倾向性

本次补充勘探经测试，03、2、5号煤层自燃倾向性等级为Ⅲ类，属不易自燃煤层； 6、8号煤自燃倾向性等级为Ⅰ-Ⅲ类，属不易自燃～容易自燃煤层； 9号煤层自燃倾向性等级为Ⅲ类，属不易自燃煤层。

2.2.4.3 煤尘爆炸危险性

本区各主要煤层为有爆炸性危险的煤层，今后在开采过程中应加强相应的通风预防工作。

2.2.4.4 矿井地温

本区无高温区存在，属地温正常区。

2.2.5 地质及水文地质条件的分析（用井田范围太大，没有指导意义，叙述一下施工范围内东西，以那个井为中心，四周距离关系论述最好）

根据小回沟煤矿补充勘探地质报告资料分析地质及水文地质条件如下：

井田内出露地层有二叠系上统上石盒子组、石千峰组，三叠系下统刘家沟组和分布于山梁及沟谷之中的新生界第四系。井田内发现陷落柱14个，主要分布在井田东北部，大小不等，最大者长轴1190m，小者仅15m。陷落柱内岩性由各种岩块杂乱堆积，紧密胶结而成。岩块大小不等，泥质岩块较细呈粉末状，坚硬岩块较大。从目前煤层底板平面图上看陷落柱的赋存规律，陷落柱主要集中于

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褶曲扭动部位。井田内褶皱相对较为发育，共填绘褶皱14条，其类型简单。区内断裂构造不发育，仅在本区东北部和南部发育有F3正断层及F4、F5两条逆断层。井田未发现有岩浆岩。井田内含煤地层主要为石炭系上统太原组(C3t)和二叠系下统山西组(P1s)，山西组和太原组共含煤16层。自上而下山西组含02、03、2、3、4、5上、5号共7层煤，太原组含6上、6、7、7下、8上、8、9、10、11共9层煤。其中含6层全区可采、大部可采或局部可采煤层，自上而下为山西组的03、2、5号煤层和太原组的6、8、9号煤层。各主要煤层直接顶板以砂质泥岩、泥岩为主，局部为砂岩。砂质泥岩、泥岩结构松软，强度较低；砂岩为顶板时岩层结构坚硬，强度较高。各主要煤层顶板属不稳定～中等稳定类型。各主要煤层直接底板以砂质泥岩、泥岩居多，在遇水作用下易软化、膨胀，发生底鼓现象。

井田主要含水层有：奥陶系峰峰组及上马家沟组灰岩岩溶含水层，总厚43.3m，水位在910m～941m之间，岩溶水大致由北东流向南西；石炭系太原组碎屑岩夹薄层碳酸盐岩类裂隙含水层，厚度127.5m，该含水层水位标高941.71m，属弱富水含水层；二叠系山西组砂岩裂隙含水层，厚度为5.34m，水位标高949.76m，属弱富水含水层；二叠系下石盒子组以上砂岩裂隙含水层，该地层中的含水层以粗、中、细、粉砂岩为主，该段地层泥岩砂岩相间，往往形成层间裂隙水，由于泥岩的隔水作用补给条件较差，富水性很弱；第四系松散岩类孔隙含水层，厚度很小，多为透水不含水岩层，水量也十分微弱。井田主要隔水层有：二叠系上、下石盒子组与山西组砂岩层间泥岩隔水层组和9号煤层底板至奥灰顶界面间泥岩隔水层组。

区内03、2、5号煤层的水文地质条件简单，太原组6、8、9

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号煤层的水文地质条件中等。矿井涌水量：开采第一水平2号煤最大的矿井涌水量为1141.58m3/d（47.57 m3/h），属涌水量小的矿井。6号煤层的最大矿井涌水量为1174.53m3/d（48.94 m3/h）；8号煤层的最大矿井涌水量为1238.14m3/d（51.59 m3/h）；9号煤层的最大矿井涌水量为1242.23m3/d（51.76 m3/h），均属涌水量小的矿井。

本井田各可采煤层位于奥灰岩溶水水位之下，存在带压开采，且陷落柱发育，应加强导水构造的探测工作，防止造成水害。同时应注意对上部风化裂隙水的疏排作用，以免引起地表水和上部风化裂隙水涌入矿坑而发生淹井事故。在施工中严格执行 “预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后掘”的原则，采用物探探测断层、含水层及其富水性等情况。掘进前通过钻机钻探施工，做到物探预测，钻探验证相结合，避免水害事故的发生。

矿井瓦斯：2、6、8、9号煤层瓦斯含量较高，为高瓦斯矿井，各主采煤层的煤尘均具有爆炸性，施工过程中加强通风除尘（灭尘）工作和瓦斯检测工作。03、5、2、9号煤层均为不易自然煤层，6、8号煤层为不易自燃～容易自燃煤层，应加强相应的预防管理措施。

2.3工程概况

2.3.1 工程内容

小回沟矿井下二期矿建工程主要包括：（单位工程名称采用图纸名称）

（1）管道井中部车场交叉点、集中轨道巷、东辅运大巷东段、东辅运大巷与2号东回风大巷联络巷、2号回风大巷东段、2号回风大巷西段；

（2）专用进风斜井落平段、2号集中进风巷、东辅运大巷西段、

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西辅运大巷、1号回风大巷西段、1号、2号回风联络巷、4条大巷终端横贯；

（3）1号集中进风联巷、东、西翼机头硐室及皮带检修道、东运输大巷、煤仓、西运输大巷、1号、2号、3号、4号进风联络巷、避难硐室、消防材料库；

（4）主斜井井底平巷、水窝及清撒斜巷、东运输大巷与1号回风大巷联络巷、1号东回风大巷东段；

（5）变电所及泵房、通道、管子道； （6）水仓入口及内外水仓；

（7）措施工程：临时泵房、卸料巷； 小回沟矿井二期井巷工程共计11572.99米。

2.3.2主要单位工程技术特征：

（1）1号回风大巷1-1断面净宽6000mm，净高5350mm，2-2断面净宽6000mm，净高4850mm，3-3断面净宽4000mm，净高3000mm，

采用锚网索喷支护形式，支护厚度为120mm，喷射混凝土强度为C20。顶锚杆采用∮22*2400mm锚杆，帮锚杆采用∮20*2200mm锚杆，锚杆间排距为800mm*1000mm，锚索采用型号为∮18.9*8300mm，锚索间排距2000mm。钢筋网由∮6.5钢筋制作，网格100*100mm。水沟浇筑混凝土强度为C20。

（2）2号回风大巷1-1断面净宽6000mm，净高5350mm，2-2断面净宽6000mm，净高4850mm，3-3断面净宽4000mm，净高3000mm，

采用锚网索喷支护形式，支护厚度为120mm，喷射混凝土强度为C20。顶锚杆采用∮22*2400mm锚杆，帮锚杆采用∮20*2200mm

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锚杆，锚杆间排距为800mm*1000mm，锚索采用型号为∮18.9*8300mm，锚索间排距2000mm。钢筋网由∮6.5钢筋制作，网格100*100mm。水沟浇筑混凝土强度为C20。

（3）一水平运输大巷1-1断面净宽5200mm，净高3400mm，顶锚杆间排距为900mm*1000mm，帮锚杆间排距为950mm*1000mm，锚索间排距2000mm。2-2断面净宽6000mm，净高3600mm，顶锚杆间排距为900mm*1000mm，帮锚杆间排距为1000mm*1000mm，锚索间排距2000mm。3-3断面净宽6000mm，净高3850mm，顶锚杆间排距为900mm*1000mm，帮锚杆间排距为1100mm*1000mm，锚索间排距2000mm。 4-4断面净宽4000mm，净高3000mm，顶锚杆间排距为850mm*1000mm，帮锚杆间排距为1000mm*1000mm，锚索间排距2000mm。采用锚网索喷支护形式，支护厚度为120mm，喷射混凝土强度为C20。顶锚杆采用∮22*2400mm锚杆，帮锚杆采用∮20*2200mm锚杆，锚索采用型号为∮18.9*6300mm、∮18.9*8300mm两种。钢筋网由∮6.5钢筋制作，网格100*100mm。水沟浇筑混凝土强度为C20。

（4）一水平辅运大巷1-1断面净宽5800mm，净高3600mm，锚杆间排距为900mm*1000mm，锚索间排距2000mm。2-2断面净宽6000mm，净高

4000mm，顶锚杆间排距为

900mm*1000mm，帮锚杆间排距为8500mm*1000mm，锚索间排距2000mm。3-3断面净宽6000mm，净高4200mm，锚杆间排距为900mm*1000mm，锚索间排距2000mm。

4-4断面净宽4000mm，净高3000mm，顶锚杆间排距为850mm*1000mm，帮锚杆间排距为1100mm*1000mm，锚索间

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排距2000mm。采用锚网索喷支护形式，支护厚度为120mm，喷射混凝土强度为C20。顶锚杆采用∮22*2400mm锚杆，帮锚杆采用∮20*2200mm锚杆，锚索采用型号为∮18.9*7300mm、∮18.9*8300mm两种。钢筋网由∮6.5钢筋制作，网格100*100mm。水沟浇筑混凝土强度为C20。

（附图x-x或表x-x与后面的文字名称适当拉开距离，不能仅靠在一起，必须空两个写，所有附图表都检查一遍；把下面的图中支护方式另一半补齐，技术特征相同的可合并到一块写）

附：图2-1 一号回风大巷断面图

图2-2 二号回风大巷断面图 图2-3 一水平运输大巷断面图 图2-4 一水平辅运大巷断面图 表2-2 二期工程技术参数及工程量

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图2-1一号回风大巷断面图

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图2-2二号回风大巷断面图

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图2-3一水平运输大巷断面图

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图2-4一水平辅运大巷断面图

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2-1小回沟矿井二期矿建工程量表 序号 井巷名称 煤岩别 断面 （m2） 支护厚支护方式 度（mm） 锚网索喷 工程量 （m） 46 136 120 949.063 1746.7 50 65 211.471 1934.13 1746.66 211 106 32 170 142.2 31 2105.5 1 管道井中部车场交叉点、轨道巷 半煤岩 2 东辅运大巷东段 半煤岩 20.88 锚网索喷 岩 10.28 锚网索喷 3 东辅运大巷与2号回风巷东段联巷 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 2号回风大巷东段 2号回风大巷西段 专用进风斜井落平段 2号集中进风巷 东辅运大巷西段 西辅运大巷 1号回风大巷西段 1号、2号回风联络巷 4条大巷终端横贯 1号集中进风联巷 半煤岩 28.24 锚网索喷 半煤岩 25.24 锚网索喷 岩 煤 锚网索喷 锚网索喷 半煤岩 20.88 锚网索喷 半煤岩 24\\25.2 锚网索喷 半煤岩 25.24 锚网索喷 半煤岩 10.28 锚网索喷 半煤岩 10.28 锚网索喷 半煤岩 12.39 锚网索喷 锚网索喷 14 东、西翼机头硐室及皮带检修巷 半煤岩 15 16 17 东运输大巷 煤仓 西运输大巷 半煤岩 17.68 锚网索喷 岩 混凝土 半煤岩 21.6\\23 锚网索喷 30

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18 1号、2号、3号、4号进风联巷 半煤岩 19 20 避难硐室 消防材料库 半煤岩 半煤岩 岩 岩 岩 半煤岩 岩 12 锚网索喷 混凝土 锚网索喷 锚网索喷 100 50 30 192 40.161 825.041 248 285 11572.99 21 主井底平巷、水窝及清撒斜巷 22 东辅运大巷与1号回风巷东段联巷 23 1号回风大巷东段 10.28 锚网索喷 28.24 锚网索喷 锚网索喷 24 变电所及泵房、通道、管子道 25 合计 水仓入口及内外水仓 总工程量 31

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3施工准备

3.1 熟悉有关技术资料和施工现场情况

3.1.1 认真收集地质及水文地质资料和施工图纸、施工材料、施工现场等技术数据和有关施工信息。

3.1.2 完成实测、定位工作

为了保证井下各工程定位和标高的正确性，需对甲方提供的定位点和水准点进行校核。校核定位点时，可先根据定位点的坐标，反算求出边长和夹角，然后实地校测，发现错误或误差超限，请甲方妥善处理。

校核水准点标高是否正确时，可用水准仪实地校核甲方所提供的水准点之间高差，发现问题时请甲方处理。数据的准确无误，是保证整个施工测量结果正确的基础，使用前一定要对定位点和水准点进行校核，同时还得弄清平面坐标和高程属于何种系统，应与设计的系统一致。

3.2 编制施工作业规程、做好技术交底工作

每一单位工程开工前，必须做好各项技术准备工作，严格执行公司和处制定的图纸会审、技术交底、及相关技术管理制度，认真组织人员编制单位工程施工作业规程或专项施工安全技术措施，逐级进行技术交底工作，以确保工程施工能够按照施工组织设计顺利进行，使工程施工顺序安排合理，施工人员能够熟练掌握操作要点，工程施工能够满足质量标准、施工规范、设计和安全规程等要求。

3.3 施工人员进场

充分利用原一期工程施工队伍，根据二期工程施工计划，合理安排施工队伍进场。

3.4 工程准备 3.4.1临建设施

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生活临建：充分利用原一期工程施工时的临时设施，根据二期工程施工需要，合理增加建设临时设施。

生产临建：管道斜井、专用进风斜井改绞期间，拆除井口翻矸架，重新规划地面轨道、翻车装置、混凝土搅拌站；调整井筒内轨道、安装皮带、安装井口密闭、安装临时主扇等，以满足施工需要。

附：图3-1 小回沟二期工程工业广场布置图 图3-2 生活区布置平面图 3.4.2设备供应

根据施工要求，提前做好施工机械设备的进场及检修计划，保证设备及时到位并投入使用。

3.4.3材料供应

工程所用材料必须经发包人审核产地、质量等、签署检验书后才能使用，永久或临时工程的主要材料（包括：钢材、木材、水泥、砂、石子等）根据施工图编制预算组织供应；零星材料提前做好计划。

3.4.4工具、仪表、劳保用品供应

工器具、仪表及需要的劳动保护用品，根据施工需要及时组织货源，落实供应。

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4 施工方案

管道斜井和专用进风斜井施工到底后，开始进行管道斜井和专用进风斜井系统改造；改造完成后，开始施工井下二期工程，当管道斜井与专用进风斜井、主斜井贯通后，形成专用进风斜井、主斜井进风，管道斜井回风的全负压通风系统，为井下二期巷道和硐室施工打下好基础，为煤巷综掘施工创造条件。

4.1施工方案 4.1.1掘进

井下综掘巷道采用EBZ260悬臂式掘进机和EBZ200H悬臂式掘进机掘进。

井下炮掘采用普通钻眼爆破法施工，YT-28型气腿式风动凿岩机钻眼，光面爆破，三级煤矿许用乳化炸药、毫秒延期电雷管，MB－200型发爆器爆破。

4.1.2出矸

综掘大巷及相关联巷、硐室出矸采用EBZ260悬臂式掘进机和EBZ200悬臂式掘进机装矸， DSJ80/2×90型胶带输送机、DSJ-80/2×40电动滚筒机配合出矸。

炮掘大巷及相关联巷、硐室出矸采用ZWY-120/55L型履带式挖掘装载机装矸，DSJ80/2×90型胶带输送机、DSJ-80/2×40电动滚筒机配合出矸。

井底车场及附近巷道、硐室采用P-90B耙斗装岩机的耙矸，DSJ-80/2×40电动滚筒机转载至皮带出矸。

4.1.3支护

巷道支护采用JPS5I-L转子式混凝土喷射机喷砼, MFC-3630/1360型系列锚杆机打安顶锚杆。风钻打侧帮锚杆，

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ZQS-50/2.0S型手持式风动钻机安装侧帮锚杆。

4.1.4搅拌系统

地面设集中搅拌系统，安设两台JS-750搅拌机，一台PLD-1200电子自动化计量装置。

4.1.5运料

材料、设备利用管道斜井JK-2/20型提升机提升，通过1.5m3固定矿车串车运输至井下，由WJ-1.0J无轨胶轮车运输到各工作面。

喷浆料利用专用进风斜井JK-2.5/20型提升机提升，通过1.5m3

固定矿车串车运输至井下，在卸料场内经前倾式翻车机进行卸料，通过卸料口卸入2#集中进风巷储料硐室内，用ZL30EFB防爆轮式装载机装入无轨胶轮车运至各工作面。

管道井无法下放支护材料、设备时，可从专用进风斜井下放。在副斜井施工到底并于辅助运输大巷贯通后，材料、设备从副斜井入井。

4.1.6通风

1号、2号回风大巷采用FBDNo7.5/2×37kw矿用隔爆型压入式对旋轴流局部通风机配直径1000mm抗静电、阻燃、胶质风筒向掘进工作面供风；辅助运输大巷及运输大巷采用FBDNo7.1/2×37kw矿用隔爆型压入式对旋轴流局部通风机配直径1000mm抗静电、阻燃、胶质风筒向掘进工作面供风；其他掘进工作面采用FBDNo7.1/2×30kw矿用隔爆型压入式对旋轴流局部通风机配直径800mm抗静电、阻燃、胶质风筒向掘进工作面供风。

4.1.7压风

采用地面的压风机集中供风，地面压风机房设9台GA110—8.5/20m3型空压机，8台运转，1台备用。采用Ф159×6mm无缝

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钢管作为压风管路。

4.1.8供水

采用从地面向工作面供水，在井底安装减压阀，减压后再向工作面供水，井下生产利用一路φ108×6mm供水管路。

4.1.9排水

在水仓通路入口处布置两个沉淀池做为临时水仓（200 m3），采用3台MD100-80*4型水泵（两台使用，一台备用），在管道斜井内布置直径159*6mm排水管两趟。

4.2巷道施工机械设备配置

附：表4-1 小回沟二期工程主要施工机械设备一览表

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表4-1 小回沟二期工程主要施工机械设备一览表 序号 1 2 3 设备名称 规格型号 EBZ200H EBZ260 DSJ80/2*90 功率KW 387 475 2*90 单位 台 台 部 数量 2 1 4 备注 1300m 600m 综掘机 综掘机 皮带输送机 4 5 6 7 8 9 皮带输送机 电动滚筒机 耙岩机 调度绞车 无轨胶轮车 铲车 DSJ80/2*40 DSJ80/2*40 P-90B JD-4 WJ-1.0J ZL30EFB ZWY-120/55L YT-28 JPS5I-L MFC-3630/1360 ZDY-660 MD100-80*4 FQW30-70 JS-750 PLD-1200 FBDNO7.5/2×37kw FBDNO7.1/2×37kw FBDNO7.1/2×30kw GA110—8.5/20m3 QJZ—2*120 PBG9L-10/400A PBG9L-10/200A 2*40 2*40 30 15 160 2×37 2×37 2×30 110 部 部 台 台 辆 辆 台 台 台 台 台 台 台 台 台 台 台 台 台 台 台 台 2 4 4 2 4 1 2 24 5 40 6 4 6 2 1 4 4 4 12 4 3 12 10 履带式装岩机 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 22 23 24 25 凿岩机 喷浆机 锚杆机 探水钻机 卧泵 风泵 搅拌机 配料机 局部通风机 局部通风机 局部通风机 空压机 风电闭锁开关 高爆开关 高爆开关 37

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26 27 28 29 30 31 32 33 34 移动变压器 干式变压器 干式变压器 馈电开关 馈电开关 馈电开关 照明开关 瓦斯监控系统 电视监控 KBSGZY-630/10 10/1.14 KBSG-500/10 10/0.69 KBSG-630/10 10/0.69 KJZ-630 BKD-400 BKD-200 ZBZ-4.0M KJ-2000 0.6 1 台 台 台 台 台 台 台 台 套 3 4 2 2 4 20 6 1 2

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4.4施工队伍安排

小回沟煤矿管道斜井、专用进风斜井已施工完毕，管道斜井与专用进风斜井还未贯通。先施工集中轨道巷和2号集中进风巷及东辅运大巷，尽快形成通风系统，形成专用进风斜井进风，管道斜井回风的全负压通风系统。井下施工队伍安排如下：

施工一队：管道斜井中部车场交叉点→集中轨道巷→东辅运大巷东段→东辅运大巷与2号东回风大巷联络巷→2号回风大巷东段→2号回风大巷西段；

施工二队：专用进风斜井落平段→2号集中进风巷→东辅运大巷西段→西辅运大巷→1号回风大巷西段→1号、2号回风联络巷→4条大巷终端横贯；

施工三队：1号集中进风联巷→东、西翼机头硐室及皮带检修道、东运输大巷→煤仓→西运输大巷→1号、2号、3号、4号进风联络巷→避难硐室→消防材料库；

施工四队：主斜井井底平巷→水窝及清撒斜巷→东运输大巷与1号回风大巷联络巷→1号东回风大巷东段；

施工五队：变电所→泵房→通道→管子道

施工六队：水仓入口→ 沉淀池→临时泵房→内外水仓

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5施工方法 5.1巷道炮掘施工 5.1.1掘进 5.1.1.1凿岩

采用YT—28型风动凿岩机、Φ22mm中空六角钢钎杆,Φ42mm“一”字型钻头，每个工作面根据断面大小配备3-6台风动凿岩机。

钻眼前，要检查围岩，处理掉活矸、浮石后，由验收员画出巷道掘进轮廓线，严格按爆破图表布置炮眼。钻眼时，要划分好区域，做到定钻、定人、定开眼顺序，严格按标定的眼位和爆破说明书规定的炮眼角度、深度、个数进行钻眼，凡出现掏槽眼相互钻透或不合格的炮眼，必须重新钻眼补打，钻眼要求做到平、直、准、齐。

5.1.1.2装药爆破

炸药选用Φ35mm三级煤矿许用乳化炸药，1～5段毫秒延期电雷管，采用斜眼掏槽，正向连续装药结构，炮眼封泥为黄泥和水炮泥，起爆顺序为掏槽眼→辅助眼→底眼→周边眼，从中心到周边依次起爆，联线方式为串联，采用专用放炮母线，MFB－200型发爆器起爆。（此段与爆破参数选择部分重复）

1）爆破参数选择

①炮眼布置：采用斜眼掏槽方式。

②岩巷炮眼深度：掏槽眼深1500mm，其它炮眼深1300mm； ③装药结构：正向集中连续装药结构。每个炮眼起爆药卷外使用水泡泥封堵炮眼，水泡泥外剩余的炮眼部分应使用粘土炮泥封实，封泥长度周边眼不小于0.3m,其它炮眼不小于0.5m。

④起爆顺序：依次为掏槽眼、辅助眼、底眼和周边眼。 ⑤连线方式：采用串联联线方式。联线时，雷管脚线、工作面

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基线、放炮母线相互接头要紧密联接，母线与脚线联接前，对工作面整个联线必须逐一检查，确保无误。

2）钻爆施工

根据巷道断面及围岩稳定情况决定采用全断面一次爆破。钻爆作业程序如下：

安全检查→标定眼位→钻眼→吹眼→瓦斯检查→装药联线→瓦斯检查→撤人及站岗警戒→爆破→通风及安全检查→检查爆破效果。

钻眼作业标准：

①根据中腰线及巷道断面轮廓尺寸布置炮眼。

②严格按炮眼布置图标定眼位，炮眼间距误差不大于50mm。 ③检查上一循环超欠挖情况，中线至两帮距离不小于设计且不大于设计200mm，腰线至顶板距离不小于设计且不大于设计200mm，发现欠挖情况应及时处理。

④严格按爆破图表规定的炮眼角度、深度进行钻眼，钻眼时应准、直、齐、平，设置标杆（左右肩窝和正顶各设一根标杆）；

⑤钻眼结束后，应对钻好的炮眼进行检查，不符合要求时应重新补打炮眼，作废的炮眼不得装药。

⑥检查工作结束并确认符合要求后，应将钻眼工具撤出工作面，存放于专门地点或工具箱内；工具箱应放置于工作面后80m左右处的成巷位置。

爆破作业标准：

①爆破图表应随岩石硬度、地质条件、施工条件的变化及时调整，爆破工必须按照爆破说明书进行爆破作业。

②装药前必须由瓦检员检测工作面的瓦斯浓度，瓦检员检查、

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确认瓦斯浓度在1.0%以下时,通知班长允许装药作业。

③应使用水泡泥封堵炮眼,水泡泥外剩余的炮眼部分应使用粘土炮泥封实,封孔长度应符合《煤矿安全规程》要求。

④炮杆必须采用抗静电的材料，发爆器采用煤矿专用发爆器。 ⑤爆破母线必须使用不小于1.5mm2电缆；爆破母线与动力电缆、通讯线、信号线应分别悬挂在巷道两侧，如果必须挂在同一侧时，爆破母线必须挂在动力电缆的下方，并保持0.3m以上的间距。爆破母线必须由里向外敷设，其两端头在与脚线、发爆器连接前必须扭成短路。应采用专用绝缘脚线，脚线长度不得大于15m，脚线接头必须相互扭紧并悬挂。

⑥爆破前必须由瓦检员检查工作面瓦斯浓度，瓦检员检查、确认瓦斯浓度在1.0%以下时,由班长命令爆破工进行爆破作业。

⑦班长必须按照作业规程规定在爆破前全面负责爆破撤人和警戒设置工作。

⑧爆破前后应采取洒水和冲洗巷帮等防尘措施，掘进工作面应实行爆破自动喷雾。

⑨爆破后通风时间至少30分钟，待炮烟完全稀释后，由爆破工、班组长和瓦检员到工作面检查。

拒爆、残爆处理应符合下列规定：

①必须在班组长指导下进行，并应在当班处理完毕；如果当班未能处理完毕，当班爆破工必须在现场向下班爆破工交接清楚。

②由于连线不良造成的拒爆，可重新连线起爆。

③在距拒爆炮眼0.3m以外另打与拒爆炮眼平行的新炮眼，重新装药起爆。

④严禁用镐刨或从炮眼中取出原放置的起爆药卷或从起爆药卷

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中拉出电雷管。不论有无残余炸药严禁将炮眼残底继续加深；严禁用打眼的方法往外掏药；严禁用压风吹拒爆（残爆）炮眼。

⑤处理拒爆的炮眼爆炸后，爆破工必须详细检查炸落的煤、矸，收集未爆的电雷管。

⑥在拒爆处理完毕以前，严禁在该地点进行与处理拒爆无关的工作。

钻眼爆破作业要严格按爆破设计施工，保证钻眼、装药、联线，放炮等各工序的质量，并根据岩层的实际情况，及时调整爆破参数，提高爆破效率，确保巷道光爆成型。以一水平1号回风大巷为例，布置炮眼，计算爆破参数：

附：图5-1 一号回风大巷炮眼布置图 表5-1 一号回风大巷爆破原始条件 表5-2 一号回风大巷爆破参数表 表5-3 一号回风大巷预期爆破效果

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图5-1 一号回风大巷1-1断面炮眼布置图

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表5-1 一号回风大巷1-1爆破原始条件

序号 1 2 3 名 称 岩石硬度 掘进断面 凿岩机数 单位 f m2 台 数量 3 29.96 6 序号 4 5 6 名称 炮眼直径 炸药直径 雷管 单位 mm mm 个 数量 42 35 97

表5-2 一号回风大巷1-1爆破参数表

眼号 1～6 7～13 14～24 25～38 39～78 79～97 合计 炮眼 名称 掏槽眼 辅助眼 辅助眼 辅助眼 周边眼 底 眼 眼数(个) 6 7 11 14 40 19 97 眼深(mm) 1.5 1.3 1.3 1.3 1.3 1.3 眼距 (mm) 500 700 700 700 300 700 kg/眼 1 0.7 0.7 0.7 0.3 0.9 装药量 总重kg 6 4.9 7.7 9.8 12 17.1 57.5 起爆 顺序 Ⅰ Ⅱ Ⅲ Ⅳ Ⅴ Ⅴ

表5-3 一号回风大巷1-1预期爆破效果

序号 1 2 名称 炮眼利用率 每循环工作面进尺 单位 % m 数量 88 1.1 序号 名称 单位 Kg/m m 数量 52 127.3 5 每m巷道炸药消耗量 6 每循环炮眼总长度 45

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3 4 每循环破岩实体 单位原岩炸药消耗量 m3 kg/m3 32.96 1.7 7 每m3原岩雷管消耗量 个/m3 个/m 2.9 88 8 每m巷道雷管消耗量 46

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5.1.2排矸

1号回风大巷东段、2号回风大巷东段及相关联巷、硐室均采用ZWY-120/55L型履带式挖掘装载机装矸，DSJ80/2×90型胶带输送机、DSJ-80/2×40电动滚筒机配合转载至专用进风井主皮带出矸。

变电所、泵房、管子道、水仓等井底车场及附近巷道、硐室采用P-90B耙斗装岩机的耙矸，DSJ-80/2×40电动滚筒机转载至专用进风井主皮带出矸。

5.1.3支护 5.1.3.1临时支护

正常掘进时，放炮后首先进行“敲帮问顶”，找掉浮矸和活石，检查巷道断面，清除局部欠挖，符合设计要求后，初喷30～50mm砼封闭围岩，然后安装前探梁进行临时支护，再打锚杆挂网。过煤层、断层或地质构造带时，按专项措施进行施工。

5.1.3.2永久支护 （1）锚网索施工

顶锚杆采用∮22*2400mm锚杆，帮锚杆采用∮20*2200mm锚杆，锚索采用∮18.9*6300mm、∮18.9*7300mm、∮18.9*8300mm三种型号锚索。钢筋网由∮6.5钢筋制作，网格100*100mm。

打、注顶部锚杆（索），采用MFC-3630/1360型锚杆机、Φ19mm中空六角钢钎杆、Φ28mm合金刚钻头钻锚杆眼，顶锚杆眼深2350mm。用锚杆机打顶部锚杆眼，钻完眼后，必须将眼内岩粉吹干净，用锚杆量眼的深度。眼深满足要求时，挂金属网，金属网之间搭接长度为100mm，每隔200mm使用双股12#铁丝绑扎一道。然后安装锚杆，每眼装入锚固剂2卷（Z2360树脂药卷1根，K2335树脂药卷一根），首先用锚杆机把锚杆顶至外露长度为500-600mm

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时，再边顶边搅拌，使托板压紧金属网贴紧岩面后，停止搅拌。如果托板没有贴紧岩面，待锚固剂凝固后，紧固螺母，锚杆必须随打随紧固。锚索眼深6000mm、7000mm、8000mm，钻完眼后，用锚索量眼的深度，眼深满足要求后，每眼装入3支锚固剂（Z2360树脂药卷2根，K2335树脂药卷一根）。用锚索缓缓的将锚固剂送入眼内，配专用搅拌筒将钢绞线与锚索钻机对接。然后开机搅拌，先慢后快，全速搅拌30秒。停止搅拌1分钟后，收缩锚索钻机，卸下搅拌筒。注完锚索半小时后上托盘、索具，用锚索张拉器张拉预紧，预紧力不小于150kN。

打帮部锚杆使用YT—28型风钻，Φ22mm中空六角钢钻杆，Φ42mm“一”字型合金钢钻头，锚杆眼深2150mm。打完眼后，用扫眼器将眼内岩粉吹净。每眼装入锚固剂2卷，首先用ZQS-50/2.0S型手持式风动钻机把锚杆顶至外露长度为500～600mm时，再边推进边搅拌，使托板紧密贴紧岩面后，停止搅拌。

（2）喷射砼

喷射砼前，应清洗岩面，严格控制水灰比，喷射砼表面应平整，湿润有光泽。初喷砼厚度30～50mm，喷射砼前埋设喷厚标志，复喷成巷时，要挂线喷浆，保证巷道成形。

1）喷射砼材料和机具

水泥为普通硅酸盐水泥,中细砂,粒径石子,掺入水泥用量3-5%速凝剂，清洁无杂质清水， 喷射混凝土强度等级为C20，JPS5I-L转子式混凝土喷射机喷砼。

2）喷砼料的拌制与输送

在地面，按配比要求将砼干料由搅拌机搅拌均匀后装入矿车，运送至井下工作面使用。无轨区采用胶轮车运输。

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3）喷射混凝土的工艺要求（这不是湿式喷浆工艺）

喷射顺序为：先墙后拱，从墙基开始自下而上先凹后凸进行，喷头与受喷面应尽量保持垂直。喷头与受喷面的垂直距离以0.8～1.0m为宜。

喷射时，喷浆机的供风压力在0.4MPa，水压应比风压高0.1MPa左右，加水量凭喷浆手的经验加以控制，最合适的水灰比是0.4～0.5之间。喷射过程中应根据出料量的变化，及时调整给水量，保证水灰比准确，要使喷射的湿混凝土无干斑，无流淌，粘着力强，回弹料少，一次喷射混凝土厚度50～70mm，并要及时复喷，复喷间隔时间不得超过2个小时。否则应用高压水重新冲洗受喷面。

4）喷射工作

喷射工作开始前，应首先在喷射地点铺上旧风筒，以便收集回弹料，喷射工作结束后，喷层必须连续洒水养护，喷层必须连续洒水养护28天以上，7天以内每班洒水2次，7天以后每天洒水一次。一次喷射完毕，应立即收集回弹物，并应将当班拌料用净。当班喷射工作结束后，必须卸开喷头，清理水环和喷浆机内外部所有灰浆或材料。

喷浆料由矿车或无轨胶轮车运至喷浆机旁，人工把砼料送入喷浆机，并在喷浆机入口处按配比加入速凝剂。

喷射砼开机顺序为开风→开水→开喷射机→上料→喷射 喷射砼停机顺序为，砼料全部喷出后→停喷射机→停水→停风 开机后要及时调整好水灰比，按先喷基础后喷墙，最后拱部顺序；由下向上呈螺旋状轨迹移动，螺旋轨迹直径200mm—300mm，一圈压半圈，对一些凹凸不平的特殊岩面，应先凹后凸，至下而上分段喷射。

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喷射砼前，应找掉所有的危岩、浮石，严格进行敲帮问顶工作，并用高压风水冲洗受喷面，对遇水易泥化的岩层，应用压风清扫岩面，埋设喷射砼厚度标志点，喷射区内设防爆照明灯，喷浆机附近安装捕尘装置，并加强通风。

喷射作业前，应对机械设备、风、水管路、输料管及电器线路等进行全面检查并试运转。

当受喷面有涌水、淋水时，喷射砼前应安装导水管排水。 5）喷射质量

喷射前必须清洗岩帮，清理浮矸，喷射均匀，无裂隙，无“穿裙、赤脚”现象。保持砼表面平整,湿润光泽,无干斑、滑移、流淌现象。

（3）砼砌碹永久支护

砼砌碹支护采用型钢钢骨架碹胎木龙骨配合支撑上铺竹胶复合板支护。正常情况下，锚喷临时支护，长段单行作业，围岩破碎时，缩短临时支护段长，及时浇筑砼。

当巷道掘出适当距离，开始挖基础，立模板进行砼砌碹。 1）材料选择

水泥为普硅水泥，中细砂，碎石，水采用洁净水，不含酸，碱及油污。

2）砼的拌制

在当地有资质的实验室进行砼试配，确定砼的配合比，砼用料经计量后，在工作面铺设铁皮，人工搅拌均匀，施工地点悬挂配合比牌板。

3）砼的浇注

砼经搅拌均匀后人工入模。

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①砼浇注顺序为先墙后拱，砼浇注时要对称均匀进行，以防模板因侧压不均变形而影响成巷尺寸。

②砼浇注时，必须设专人用振动棒振捣，不得随意更换。 ③砼浇注工作应连续进行，不得间断。如间隔时间过长，浇筑面已凝固，应把凝固面凿毛，用水清洗干净，先铺一层同标号混凝土的砂浆50mm，再进行浇注，并在接触面加强振捣。

④砼必须分层对称浇灌，层厚200-300㎜，振动要深入下层100㎜左右。

⑤拱架必须固定，保证牢固可靠，安设拱架时，必须打设压拱柱，拱架与拱架的连接必须牢固可靠。

⑥拆模后必须每班洒水养护，养护时间不少于7天。 4）浇注砼防水技术措施

①立模前发现围岩出水点时，应根据出水点涌水量大小，安装导水管，将涌水导入巷道水沟内。

②较小的集中出水点可用木楔封堵。

③浇注砼过程中，发现模板内有积水时，应及时排出。 ④在有水段浇注砼时，应集中力量，加快砼浇注速度，缩短砼浇注时间。

⑤拆模后，发现巷道漏水时，应根据具体情况，采取措施封堵。 5.1.4铺底、水沟及其它

实行一次成巷，锚网喷巷道工作面后50m砌筑永久水沟；浇注砼巷道水沟与铺底采用倒退式方法同时施工。

5.2巷道综掘机施工 5.2.1掘进施工

综掘机掘进施工工艺流程：交（安全确认）——找中边线

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画轮廓线——截割出煤——敲帮问顶——临时支护——点锚杆、锚索眼位——打锚杆、挂网、打锚索——喷射砼——清理底板杂物及延长皮带。

掘进机截割工艺

5.2.1.1截割头操作、铲板升降

油缸回路通过四联多路换向阀（自动复位）分别控制操作4组油缸，即截割升降、回转、铲板升降、支撑油缸，并由这4组油缸来完成掘进机所需的各种动作。

5.2.1.2行走、输送机

行走、输送机回路通过比例减压阀来控制一个三联比例换向阀的动作来控制行走马达的正、反转，实现机器的前进、后退、转弯和输送机正反转。注意：机器要转弯时，最好同时操作两片换向阀（使一片阀的手柄处于前进位置，另一片阀手柄处于后退位置）。除非特殊情况，尽量不要操作一片换向阀来实现机器转弯。

5.2.1.3装载

装载回路通过比例减压阀（定位）来控制一个两联比例换向阀的动作来控制装载马达的正、反转。

注意：开动时应先开转载机，再开输送机，后开装载转盘；停止顺序应反之，以避免矿渣堆积。

5.2.1.4掘进作业

（1）掘进机切割落岩石的程序是首先在工作面进行掏槽，掏槽位置一般在工作面的中下部。开始时机器逐步向前移动，切割头先切入工作面200mm，左右摆动切割头增加自由面，再向前移动200～300mm直至最佳切割深度。然后停止机器移动，使铲板紧贴工作面底板作为前支点，机尾的后支撑也同样贴紧底板，作为后支

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点，以提高机器在切割过程中的稳定性。最后再摆动悬臂，切割头切落出整个巷道的煤或矸石。

（2）、切割头在巷道工作面上切割移动的路线，应遵循以下原则：

1）大多数情况下，从工作面下角钻进，掘进半煤岩巷道时，应从煤中钻进，再卧移切割至底板下角，再切底掏槽，增加自由面。

2）切割断面应自下而上进行，以利于装载和机器的稳定性，可提高生产率。

3）工作面的切割应注意煤或岩的层理，断面切割时应以左右横扫切割为主，截割头沿层理移动切割阻力较小。

（3）割煤顺序图

拱形巷道 矩形巷道 （4）截割顺序说明：

1）巷道全断面，由巷底一帮开始，从底向中依次往复截割。 2）巷道断面内煤层层理基本为水平，截割沿层理方向移动。 3）从断面的下角开始由下向上截割，先切割底槽，这样稳定性较好，也利用出煤和提高生产力。

4）按经验和习惯，综掘机的截割顺序为上图。

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（5）截深距离规定

合理的截深距离根据所用掘进机类型、煤岩性质、顶板状况和支护排距确定。掘进机截割头功率较大，岩层较软，且顶板状况较好，锚杆排距设计为1000mm，故确定截深距离为1000mm。

5.2.2出矸

1号回风大巷西段、2号回风大巷西段及相关联巷、硐室采用EBZ200H悬臂式掘进机装矸， 西辅助运输大巷、西运输大巷及相关联巷、硐室采用EBZ260悬臂式掘进机装矸，均由DSJ80/2×90型胶带输送机、DSJ-80/2×40电动滚筒机配合转载至专用进风井主皮带出矸。

5.2.3支护

顶部锚杆锚索施工采用MFC-3630/1360型锚杆钻机钻眼并安装，帮部锚杆采用YT-28凿岩机打眼，ZQS-50/2.0S型手持式风动钻机安装。JPS5I-L转子式混凝土喷射机喷射砼。

5.2.3.1临时支护

采用前探梁（3～4根）作临时支护。综掘机截割出巷道断面后，在前探梁及背板支护下挂网、打设锚杆。前探金属管采用Φ108mm钢管，长度根据循环进尺确定,但必须保证前端支护距离不超过总长的1/2；吊环用Φ20mm以上圆钢制作，吊环内径180mm，吊环上焊接120×120mm（厚度δ10mm）钢板，钢板中心打孔，孔径根据巷道永久支护的锚杆直径确定。

采用悬吊式前探梁，每根金属管的吊环不得少于2付。锚杆悬吊式前探梁用螺母将吊环固定在工作面已锚固安装好的第一、第三排顶部锚杆上；将金属管穿入吊环中，一端前窜至迎头，上好背板，用木楔背紧、背牢。

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(1)掘进机割出一刀后，使截割头落地，闭锁截割部电机，断开掘进机上的电源开关和磁力启动器的隔离开关。非专职司机严禁操作掘进机。操作人员站在正式支护下，用不小于2.5m长的长柄工具处理干净顶帮的活矸（煤），并进行敲帮问顶。确保无问题后，人员站在永久锚杆支护下，挂联一片顶网。顶网联好后，在紧靠煤头两排锚杆上好吊卡，施工人员及时顶起网，前移前探梁，前探梁上及时用木板梁维护顶板，板梁与前探梁用木楔背紧。穿前探梁时，必须有专人监护顶板及煤帮。顶板维护好后，撤出煤头所有人员，将掘进机退出煤头往外5m，闭锁截割部电机，断开掘进机上的电源开关和磁力启动器的隔离开关，由外向里打顶锚杆。

(2)上前探梁时，不少于5人，1人观察顶板并协调指挥、2人顶起网和钢带、2人穿前探梁。

(3)前探梁移到煤头后，在最后一个吊卡的上面用木楔与钢管背紧。

(4)加强顶板管理，发现顶板压力大、顶板离层、顶板有响声，要立即停止作业，撤出工作面人员，待顶板稳定后，由外向里加强帽柱支护后方可继续施工。

(5)打顶锚杆时必须由外向里、由中间向两边，如前探梁占据锚杆位置，可以先打起其它锚杆后，退出前探梁再打剩余锚杆，必须是打起所有顶锚杆后，再打帮锚杆。

(6)当顶板严重不平、巷道开口无法使用前探梁或其它原因未使用前探梁时，必须使用3根戴帽金属液压支柱进行临时支护；煤头煤帮松软时，根据现场情况使用戴帽金属液压支柱及半木等临时护帮。

5.2.3.2永久支护

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综掘锚网索喷施工方法同炮掘锚网索喷施工方法。 5.3交叉点施工

交岔点的施工方向不同，可分为正交岔点施工法和反交岔点施工法两种。

1、正交岔点施工方法： 同主要巷道施工方法。 2、反交岔点施工方法：

从交岔点的一条支巷开始施工，施工至岔点位置，沿交岔点的支巷侧按小断面施工至主巷交岔点的起点，反过来从交岔点的起点开始，把交岔点刷至设计尺寸，进行永久支护，其它同主要巷道施工方法。

附：图5-2 交岔点施工顺序图

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交岔点施工顺序图

交岔点施工方法ⅠⅡⅢ方法一ⅡⅢⅣⅠⅤ方法二ⅢⅡⅠⅣⅤ方法三

5.4硐室施工

小断面硐室施工同平巷施工法，大断面硐室施工视岩石稳定情况，采用台阶掘进法或导硐法掘进,锚喷临时支护,掘砌段长视围岩稳定情况而定，一次浇注砼支护。

采用正台阶施工，整个断面分为两个以上分层，每个分层的高度以1.8～3.0m为宜，也可按拱基线分为上下两个台阶。上分层的

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超前距离4～6m，一掘一喷一锚网。

当围岩稳定性较差时，采用导硐法掘进，在工作面两墙位置各布置一条导硐，先将硐室两墙掘出，并浇注砼，然后采用短段掘砌，掘出上部断面立碹胎，浇注拱部砼。

硐室砼浇注过程中要严格注意防水，采取防水、防渗措施，保证浇注砼后的变电硐室，水泵房无渗、漏水现象，其它同平巷施工。

5.5煤仓施工

煤仓采用反井钻机施工导孔，然后进行刷掘支护。

等煤仓上下口的巷道和硐室施工完后，先用反井钻机在煤仓中心钻出Φ1.4m导孔，将煤仓的上口、下口硐室沟通，然后自上而下掘进刷大，砌筑仓壁，煤仓刷大的矸石均从中心导孔下溜至煤仓下口巷道，使用耙岩机装矿车外运。

煤仓仓壁砌筑采用金属模板，自上而下随掘随砌，最后刷砌煤仓漏斗，并进行收尾工作。

5.5.1准备工作

煤仓施工前应先将煤仓上口巷道和硐室掘砌完成及煤仓下口巷道和硐室掘出并临时支护，同时在煤仓上口巷道或硐室形成风、水、电通风系统，煤仓下口巷道或硐室适当位置安装靶岩机，形成排矸运输系统。

5.5.2煤仓中心导孔施工

在煤仓上口给煤硐室及下口装载硐室施工完成后，进行测量放线，确定煤仓中心导孔位置，在给煤硐室适当位置开凿循环水池（2×1×1m）安装反井钻机，经调试正常运转后，自上而下钻一个Φ244mm的孔，到下部装载硐室，然后检查钻孔位置是否准确，符合要求后，在下部装载硐室卸掉Φ244mm钻头，安装扩孔钻头

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Φ1400m，自下而上扩孔。

5.5.3仓身刷大

煤仓中心导孔施工完成后，立即进行仓身刷大施工的准备工作：安装选用的提升绞车，安装搅拌机，加工施工模板。

煤仓刷大采用钻爆法，采用TY-28型风动凿岩机打眼，中空六角钢钎杆、“一”字型合金钢钻头，钻头直径Φ42mm，钎杆长2400mm。扩刷初期要打浅孔，放小炮，防止崩坏仓口，以中心导孔为中心从里向外布置炮眼，光面爆破。爆破后的矸石从中心孔向下溜放，在下部装载硐室装运，放炮后煤仓边缘不能直接溜放的矸石，由人工耙装到导孔中，每次放炮后出矸前、作业人员佩带保险带，处理导孔周边浮矸，浮矸处理到实底后，要采取措施防止人员坠入导孔内，待煤仓工作面矸石全部耙完后，把导孔封严。

煤仓工作面矸石耙完后，立即将溜矸孔用大于导孔直径的铁篦子封严，然后检查煤仓工作面断面轮廓，不符合要求立即处理。

5.5.4装矸及运输

在钻中心导孔之前，应在煤仓下口装载硐室适当位置安装P-90B靶岩机，作为煤仓中心导孔扩孔及刷大时装矸用，扩孔、刷大溜下后的矸石经耙岩机装入箕斗后运走。

每次放炮后的矸石，除由中心导孔溜到装载硐室外，剩余部分矸石要由人工耙入中心导孔内，直到工作面矸石处理干净，循环进行，直至刷大完成。

每次放炮和仓身工作面耙矸期间，装载硐室不得耙矸装车，待工作面矸石清理干净后方允许装车，装载硐室内的矸石不得出净，矸石距中心导孔下口一定距离，留出每次放炮时矸石溜下堆放的空间，但不得堵住中心导孔。

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5.5.5煤仓锁口、仓身及漏斗砌筑

煤仓锁口在煤仓刷大6m后，停止刷掘，按设计要求绑扎钢筋安装锁口模板，浇注锁口砼。

煤仓仓身砌壁，模板选用1.0m段高装配式钢模板。

煤仓漏斗与装载硐室连接部分要同时浇注砼，煤仓漏斗施工先按设计要求加工煤仓漏斗及连接处钢筋，安装模板，砌筑装载硐室与煤仓连接部分的砼墙，然后按设计要求安装分煤器及漏斗下口的钢梁，绑扎煤仓漏斗处钢筋，安装漏斗处模板。由煤仓漏斗与装载硐室连接处开始，自下而上浇注。

砼浇注时严格分层浇注，每层浇注厚度为300mm。砼入模应用翻锹下灰，可用溜灰管直接向模板内下料，用震捣器捣固密实。

5.6立交处施工

5.6.1在巷道施工时由测量人员提供施工巷道准确的方向和坡度，以确保施工巷道测量的准确性。

5.6.2大巷采用综掘机施工。

5.6.3随着巷道掘进，由测量人员准确测量两巷道的施工位置，绘制测量图，并及时填绘施工进度。

5.6.4巷道采用综掘机施工至距立交点30m时，对大巷立交点两侧各10m范围内巷道进行加固。

5.6.5巷道掘进通过立交处，对立交处按设计进行支护，支护时先浇筑两墙砼，然后架设顶部工字钢梁浇筑顶部砼。

5.6.6施工立交处时必须另行编制专项安全技术措施。 5.7贯通测量措施

5.7.1严格执行《煤矿安全规程》和《煤矿测量规程》中各项要求及国家有关规定进行操作，汇总测量数据。

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5.7.2观测方法及要求应视等级要求、工程类别而定，各项观测限差均应符合国家有关规范及《煤矿测量规程》中的规定和要求。

5.7.3在观测、成果计算、资料汇总、图纸绘制、统计工作中要记录准确真实。

5.7.4测量工作以施工设计、任务通知单为依据，不得进行没有书面依据的测量工作。

5.7.5测量人员配备：测量工程师一人，技师一人，测量工两人。 5.7.6测量仪器及工具配备：R-422NM全站仪一台（2″级），NA2水准仪一台，比长钢尺两把，铝合金塔尺两根。

5.7.7所有测量工器具应按规定期限及时进行鉴定。 5.8巷道穿越破碎带施工（增加综掘过破碎带的方法） 巷道在穿过不稳定的破碎岩层时，为了加快施工进度，保证施工质量，确保施工安全，应根据岩层不同情况，分别采取如下措施：

5.8.1增加周边眼数量，缩小其间距及抵抗线，减少装药量。 5.8.2采取巷道中心爆破，借助风镐等刷帮。

5.8.3对围岩松软，严重破碎或具有膨胀性的地段，采用打超前锚杆加固围岩，放炮后采用先初喷后打锚杆挂网的施工工艺。

5.8.4围岩非常破碎时，采用注浆加固围岩的施工方法，将破碎围岩固结成整体，再进行掘进。

5.8.5工作面发现有异状淋水，异味气体，巷道渗水，发生雾气，顶板淋水加大，底板涌水增加等的情况时，必须停止工作，进行探放水。在接近断层50m时，必须进行探水工作。

5.8.6在过破碎带前必须编制探治水施工措施，根据探明的水压、涌水量、岩石岩性情况编制过破碎带专项施工措施。

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6 防治水方案

依据《煤矿防治水规定》，防治水工作应严格坚持“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后掘”的原则。严格落实物探先行、钻探验证的施工模式，根据物探的异常区预测预报的各地段的富水性和突涌水危险性，在巷道掘进前进行钻探验证，确保不发生突水事故。

6.1探水设计

6.1.1探水钻孔超前钻距和止水套管长度的确定

在探水钻进时，探水钻孔超前钻距和止水套管长度应按照下表确定： 水压/MPa <1.0 1.0~2.0 2.0~3.0 >3.0 6.1.2探水钻孔布置

探含水层钻孔，应按巷道的设计方向在其水平面和竖直面内呈扇形布置；钻孔应成组布设，其孔数视超前距和帮距而定。探水钻孔除兼做堵水或疏水用外，终孔孔径一般不得大于75mm。施工时根据掘进巷道坡度、断面及含水层等具体布置，必须符合《煤矿安全规程》、《煤矿防治水规定》的规定。

6.1.3探水钻孔孔口安全装置

探水钻孔应安设孔口安全装置。孔口安全装置由孔口管、泄水测压三通、孔口水门和钻杆逆止阀（必要时安装）等组成。

选择巷道煤岩层坚硬完整地段开孔，孔径应大于孔口管直径1～

钻孔超前钻距/m 止水套管长/m >10 >15 >20 >25 >5 >10 >15 >20 63

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2级，钻至预定深度（孔口管长度）后，将孔内冲洗干净。安装孔口管，注浆使孔口管（管周围应焊扶正肋骨片）与孔壁间充满水泥浆。待孔口管周围水泥浆凝固后扫孔，扫孔深度应超过孔口管长度0.5m。 扫孔后对孔口管必须进行耐压试验。试验压力应大于预计水压，并稳定30min后，孔口管周围不漏水时，方可钻进。

6.1.4安钻探水前的技术要求

安钻地点与含水层间距小于探水规定的超前距，或有突水征兆时，应在采取加固措施或用水闸墙封闭后，另找安全地点探水。 钻窝应避免做在断层带或松软岩层内。加强钻场附近的巷道支护，并在工作面迎头打好坚固的立柱和挡板。钻机安装必须平稳牢固。安好钻机接电时，要严格执行停送电制度。按预计流量修建排水沟，清理巷道并挂好风筒、电缆、管道等。 探水钻孔位于巷道低洼处时，必须配备与涌水量相适应的排水设备。 测量和探水人员必须亲临现场，依据设计，确定主要探水孔位置、方位、角度、深度以及钻孔数目。

6.1.5探水施工中的技术要求

钻进时，发现煤岩松软、片帮、来压或孔中的水压、水量突然增大、以及有顶钻等异常现象时，必须立即停钻，但不得拔出钻杆，记录其孔深并同时将钻杆固定。要立即向矿调度室汇报，并派人监测水情。如果发现情况危机时，必须立即撤出所有受水威胁地区的人员，然后及时采取措施，进行处理。 钻进中发现有害气体喷出时，应立即停止钻进、切断电源，将人员撤到有新鲜风流的地点。立即报告调度室，采取措施。钻孔内水压过大或喷高压水时，应采用反压和防喷装置的方法钻进，应有防止孔口管和煤（岩）壁突然鼓出的措施：背紧工作面，在拦板外面加设顶柱或木垛，必要时还应在

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顶、底板坚固地点砌筑防水墙，之后方可注浆治水。操作时禁止人员直对钻杆站立。 应做到交时不停钻。探水钻孔，完成探测任务后必须全孔封闭，并做好封孔记录。

6.2探水机具

6.2.1钻机：ZDY-660型煤矿坑道钻机 6.2.2钻杆:组合钻杆,长1.5m，连接套长0.1m 6.2.3钻头：Ф108mm/Ф75mm合金钢钻头 6.3防治水安全措施 6.3.1一般防治水措施

6.3.1.1加大排水能力建设，加强设备的检修。排水能力符合《煤矿防治水规定》和《煤矿安全规程》防治水部分的有关规定。

6.3.1.2严格执行超前探水制度，坚持“预测预报，有掘必探，先探后掘，先治后掘”的探放水原则。在巷道掘进过程中要坚持按照探放水有关规定进行超前探水，发现异常，立即撤人，并实施监测与治理工作。

6.3.1.3当遇到以下情况时也必须探水前进： （1）物探出现异常区域。

（2）掘进工作面或其它地点突水前，有如挂红、挂汗、煤壁变冷、出现雾气、水叫、顶板淋水加大、顶板来压底板鼓起、水色发深有臭味、工作面有害气体增加、裂隙出现渗水等现象时，需判明情况，进行探水工作。

（3）探水区内掘进，一次掘进长度达到了允许掘进的长度，再向前掘进时，仍需要先探水后掘进，即边探边掘。

（4）发现不明水文地质情况的断层。 （5）接近有出水可能的钻孔。

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（6）在强含水层之上，工作面进行带压开采，对强含水层的水压、水量、裂隙等情况不清楚，对隔水层厚度变化情况心中无数，则需对含水层进行打钻，系统了解含水层和隔水层情况。

6.3.1.4井下发现突水预兆时立即撤人，并积极查明涌（突）水原因，及时与受水害威胁的相邻地点联系，做好区域综合治理水害和保证工作人员安全。

6.3.1.5要建立必要的矿井防治水规章制度，把防洪、防治水工作落到实处，且责任到人。

6.3.1.6完善矿井防治水组织机构及各岗位职责，采取各种方式提高防治水技术水平和管理水平。

6.3.1.7加强防治水人才队伍建设、防治水工作的宣传和安全培训工作。井下职工均要熟悉透水前的各种预兆，发现透水危害及时汇报并采取上述应急处理措施。

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7 施工设备选型与辅助系统 7.1排水

7.1.1前期排水系统：在水仓通路入口处建设两个沉淀池做为临时水仓（200 m3）并在其旁边开凿硐室做为临时泵房，担负二期施工的临时排水。泵房内布置3台MD100-80*4型水泵（两台使用，一台备用），在管道斜井内布置直径159*6mm排水管两趟。临时水仓有效容量为200m3。

7.1.2永久排水系统：进入二期施工后，应尽快组织施工永久水仓、永久泵房、永久变电所，进行永久装备，形成全矿井永久排水系统。在永久排水系统未形成之前，禁止施工三期巷道。

7.2 压风

采用地面的压风机集中供风，施工最多按井下6个掘进工作面同时工作，2015年施工为4个炮掘、2个综掘，2016年施工为1个炮掘、3个综掘。其工作面同时打眼最大用风量为149.4m3/min。（附表7-1）

地面压风机房设9台GA110—8.5/20m3型空压机，8台运转，1台备用。总供风能力为180m3/min。满足施工要求。

采用Ф159×6mm无缝钢管作为压风管路。

表7-1 巷道施工期间主要风动工具用风量计算

设备 名称 凿岩机 锚杆机 喷浆机 60 JPS5I-L 型 号 单位耗风量 （m3/min） 3.8 4.0 5-8（取7） 使 用 台 数 YT—28 MFC-3630/136×4 2×6 掘进班 耗风量（m3） 91.2 48 喷浆班 使用台数 1×6 耗风量（m3） 42 67

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风泵 合 计 FQW30-70 1.7 1×6 10.2 149.4 42 7.3 供水

采用从地面向工作面供水，在井底安装减压阀，减压后再向工作面供水，井下生产利用一路φ108×6mm供水管路。（核算下108mm管路是否满足井下各工作面供水需要）

7.4供电

7.4.1地面供电系统：

地面供电系统维持原有供电系统不变。 7.4.2井下供电系统：

井下临时电源供电由甲方提供10KV高压。临时变电所供给，各用电设备电源由临时变电所供电。设15台PBG型高压隔爆开关作为井下电源开关，配2台移动变压器KBSGZY-630/10 10/1.14满足综掘机的供电。配4台KBSG-500/10 10/0.69干式变压器满足各工作面通风、满足双电源同时实现风电闭锁。配2台KBSG-630/10 10/0.69动力干式变压器满足各工作面通风排水、皮带机炮掘面等设备的供电。井下变电所内设备基础应高于底板不少于300mm。

井筒施工期用电负荷为：视在功率3326KVA。凿井期用电负荷见下表。

1)、经济电流密度选择电缆截面：

Sj=Ig/Jj=3326/(10×1.732×2.25)=85mm2，选用两根690米MYJV32-3×95/10KV矿用交联聚氯乙烯电缆。 2)、按长时允许电流载流量校验电缆截面 I=P÷(U×1.732)=3326÷(10×1.732)

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=192A

P-功率(W)W;U-电压;;I-相线电流(A)

交联聚氯乙烯电力电缆在导线工作温度为60℃、环境温度为25℃时的长时载流量为

284A ＞192A，故符合要求。 3)、电压损失校验

高压10KV配电线路允许电压损失为5%，故：U=10000×5%=500V；

U=

3IRcosφ=3IL/(DS)=3×192×690/（42.5×95）=57V

＜500V，故电压损失符合要求。

附：图7-1 井下供电系统图 表7-2 井下用电负荷统计表 7.5通风系统

管道斜井与专用进风斜井贯通前，各掘进工作面局部通风机设

置在地面距井口20m以外的地点，配抗静电、阻燃、胶质风筒压入式通风。系统改造时在管道斜井井口设置井口房，安装临时主要通风机，待管道斜井与专用进风斜井通过井下巷道短路贯通后开始运转，采用抽出式通风，专用进风斜井进风，管道斜井回风。副斜井与西辅运大巷贯通后作为进风井使用，回风立井与与风井井底回风巷贯通后作为进风井使用。临时主要通风机型号为FBCDZ№28，电

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动机型号YBF2-355L2-10，额定功率为2×185kw，额定风量为60～150m3/s，额定风压为2400～500Pa。待回风立井永久主要通风机投入运转后，拆除临时主要通风机。

随着工程进展，巷道实现贯通，通过不断增减通风设施分阶段调整通风系统，合理分配各巷道风量。各掘进工作面采用压入式通风，局部通风机设置在距回风口10m以外的进风风流中，风筒采用抗静电、阻燃、胶质风筒。

每次调整通风系统时，必须停止掘进工作，调整完毕进行一次全面测风，合理分配风量，使各地点风量符合《煤矿安全规程》要求。

每次调整通风系统另行编制安全技术措施，报处总工程师批准后执行。

7.5.1普掘工作面局部通风机选型计算（以1号回风大巷为例） （1）计算工作面需风量Q 1）按瓦斯涌出量计算：

Q=125kq=125×2×0.77=193m3/min 式中：Q—工作面需风量（m3/min）；

q—瓦斯绝对涌出量（m3/min）；根据瓦斯涌出量预测

03号煤掘进工作面最大绝对瓦斯涌出量为0.77m3/min。

k—瓦斯涌出不均衡系数，取1.5～2.0。 2）按掘进工作面二氧化碳涌出量计算 Q＝70qK=70×0.2×2=28m3/min 式中：Q—工作面需风量（m3/min）；

q——掘进工作面绝对二氧化碳涌出量，取0.2m3/min；

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K——二氧化碳涌出不均衡系数，取1.5～2.0。 3)按爆破炸药量计算（压入式通风）：

Q=10A=10×55.8=558m3/min 式中：Q—工作面需风量（m3/min）；

10—每千克二、三级煤矿许用炸药需风量（m3/min） A— —次爆破所用的最大炸药量（kg）； 4)按工作面同时工作最多人数计算 Q=4N=4×28=112m3/min 式中：Q—工作面需风量(m3/min)；

N—工作面同时有的最多人数,人； 5) 按稀释防爆无轨胶轮车排放的尾气计算：

n

Q=5.44×K×ΣWi=5.44×1×66=359m3/min

i=1

式中：

Q—工作面需风量(m3/min)；

5.44—每千瓦每分钟应供给的最低风量(m3/min)；

K—配风系数，该地点使用1台防爆无轨胶轮车运输时，k为1.0，该地点使用2台防爆无轨胶轮车运输时，k为0.75, 该地点使用3台及以上防爆无轨胶轮车运输时，k为0.50。

Wi—第i台防爆无轨胶轮车的功率（kw）；WCQ-3防爆无轨胶轮车功率为66kw。

n—排放尾气设备同时工作最多台数。 6）按最低风速进行验算

Q≧0.25×60S=0.25×60×28.24=424m3/min 式中：Q—工作面需风量（m3/min）；

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S—巷道净断面积（28.24m2）；

通过以上计算，工作面的需风量为558m3/min，即Q=9.30m3/s。

（2）局部通风机选型(压入式通风) 1）局部通风机吸风量计算

Qm=PQ=1.45×558=809m3/min=13.48m3/s Qm —局部通风机吸风量（m3/min） P—风筒进出风量比，取1.1～1.5；

Q—工作面实际需风量（m3/min），取以上计算中的最大值。

风筒进出风量比 风筒长度（m） 200 进出风量比p 1.12 400 1.24 600 1.34 800 1000及以上 1.42 1.45 2）通风最大风阻计算

Rm=6.5αL/D5=6.5×0.0025×1050/15=17.06N·S2/m8 R=λRm=1.3×17.06=22.18N·S2/m8 式中：Rm—风筒沿程摩擦风阻（N·S2/m8）

R—局部通风总通风风阻（N·S2/m8）

α—摩擦阻力系数（N·S2/m4），可参照下表取值； L—风筒长度（1050m） D—风筒直径（m） λ—风阻系数，取1.1～1.3

风筒摩擦阻力系数取值参考表 风筒直径 （m） 0.5 0.6 胶质/硬质风筒摩擦阻力系数(N·S2/m4) 0.0045/0.0040 0.0040/0.0035 风筒直径 （m） 0.8 0.9 胶质/硬质风筒摩擦阻力系数(N·S2/m4) 0.0030/0.0025 0.0027/0.0022 72

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0.7 0.0035/0.0030 1.0 0.0025/0.0020 3）局部通风机理论工作风压计算（风筒出风口动压损失忽略不计）

H=RQmQ=22.18×13.48×9.30=2781Pa 式中：H—局部通风机理论工作风压（Pa）

R—局部通风总通风风阻（N·S2/m8） Qm —局部通风机吸风量（m3/s）

Q—工作面实际需风量（m3/s），取以上计算中的最大值。 对照FBD系列风机的特性曲线，根据已计算的Qm=809m3/min，H=2781Pa，选取2台FBDNo7.5/2×37KW型风机，1台工作，1台备用，配一趟Ф1000mm抗静电、阻燃、胶质风筒，当工作风压在2781Pa时，可送风820m3/min，满足工作面的最大用风558m3/min需求。

附：1、FBDNo7.5/2×37型对旋风机技术参数 风量:420～900 （m3/min） 风压: 1000～5000（Pa） 效率：小于80%

2、FBDNo7.5/2×37型对旋风机性能曲线

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7.5.2综掘工作面局部通风机选型计算（以西辅运大巷为例） （1）计算工作面需风量Q 1）按瓦斯涌出量计算：

Q=125kq=125×2×1.=473（m3/min） 式中：Q—工作面需风量（m3/min）；

q—瓦斯绝对涌出量（m3/min）；根据瓦斯涌出量预测2

号煤掘进工作面最大绝对瓦斯涌出量为1.m3/min；

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k—瓦斯涌出不均衡系数，取1.5～2.0。 2）按掘进工作面二氧化碳涌出量计算 Q＝70qK=70×0.2×2=28（m3/min） 式中：Q—工作面需风量（m3/min）；

q——掘进工作面绝对二氧化碳涌出量，取0.2m3/min； K——二氧化碳涌出不均衡系数，取1.5～2.0。 3) 按工作面同时工作最多人数计算 Q=4N=4×28=112m3/min 式中：Q—工作面需风量(m3/min)；

N—工作面同时有的最多人数,人； 4) 按稀释防爆无轨胶轮车排放的尾气计算：

n

Q=5.44×K×ΣWi=5.44×1×66=359m3/min

i=1

式中：

Q—工作面需风量(m3/min)；

5.44—每千瓦每分钟应供给的最低风量(m3/min)；

K—配风系数，该地点使用1台防爆无轨胶轮车运输时，k为1.0，该地点使用2台防爆无轨胶轮车运输时，k为0.75, 该地点使用3台及以上防爆无轨胶轮车运输时，k为0.50。

Wi—第i台防爆无轨胶轮车的功率（kw）；WCQ-3防爆无轨胶轮车功率为66kw。

n—排放尾气设备同时工作最多台数。 5）按最低风速进行验算

Q≧0.25×60S=0.25×60×25.2=378m3/min

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式中：Q—工作面需风量（m3/min）；

S—巷道净断面积（25.2m2）；

通过以上计算，工作面的需风量为473m3/min，即Q=7.88m3/s。

（2）局部通风机选型(压入式通风) 1）局部通风机吸风量计算

Qm=PQ=1.45×473=686m3/min=11.43m3/s Qm —局部通风机吸风量（m3/min） P—风筒进出风量比，取1.1～1.5；

Q—工作面实际需风量（m3/min），取以上计算中的最大值。

风筒进出风量比 风筒长度（m） 200 进出风量比p 1.12 400 1.24 600 1.34 800 1000及以上 1.42 1.45 2）通风最大风阻计算

Rm=6.5αL/D5=6.5×0.0025×1400/15=22.75N·S2/m8 R=λRm=1.3×22.75=29.58N·S2/m8 式中：Rm—风筒沿程摩擦风阻（N·S2/m8）

R—局部通风总通风风阻（N·S2/m8）

α—摩擦阻力系数（N·S2/m4），可参照下表取值； L—风筒长度（1400m） D—风筒直径（m） λ—风阻系数，取1.1～1.3

风筒摩擦阻力系数取值参考表 风筒直径 （m） 胶质/硬质风筒摩擦阻力系数(N·S2/m4) 风筒直径 （m） 胶质/硬质风筒摩擦阻力系数(N·S2/m4) 76

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0.5 0.6 0.7 0.0045/0.0040 0.0040/0.0035 0.0035/0.0030 0.8 0.9 1.0 0.0030/0.0025 0.0027/0.0022 0.0025/0.0020 3）局部通风机理论工作风压计算（风筒出风口动压损失忽略不计）

H=RQmQ=29.58×11.43×7.88=26Pa 式中：H—局部通风机理论工作风压（Pa）

R—局部通风总通风风阻（N·S2/m8） Qm —局部通风机吸风量（m3/s）

Q—工作面实际需风量（m3/s），取以上计算中的最大值。 对照FBD系列风机的特性曲线，根据已计算的Qm=686m3/min，H=26Pa，选取2台FBDNo7.1/2×37KW型风机，1台工作，1台备用，配一趟Ф1000mm抗静电、阻燃、胶质风筒，当工作风压在26Pa时，可送风725m3/min，满足工作面的最大用风558m3/min需求。

附：1、FBDNo7.1/2×37型对旋风机技术参数 风量:420～750 （m3/min） 风压: 1000～6900（Pa） 效率：小于80%

2、FBDNo7.1/2×37型对旋风机性能曲线

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7.6照明、通讯与信号、监控系统

管道井及进风井井筒内各安装MKVV32-19×1.5信号电缆2路、MHYA32-30×2×0.8通讯电缆2路，分别供信号、通讯用。

各施工地点均采用电话直接和井上调度室接通；井上下均设置信号室，井口信号室设三部电话，分别与井下信号室、绞车房、调

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度室联系。在井下信号房、泵房及各工作面设防爆电话。

井下照明安装照明综合保护装置，照明灯采用煤矿专用防爆灯。 安装电视监控系统，摄像头分别安装在上下井口、提升机房，井下安装防爆摄像头，显示器放到调度室，实行集中监控。井口和提升机操作室分别安装电视摄像头和监控电视机，使司机和井口均能清楚了解到对方的工作情况，实现双向监控，确保安全生产。

7.7运输系统

7.7.1改绞前运输系统： 7.7.1.1出矸

管道斜井排矸系统：管道斜井与专用进风斜井贯通前，采用管道斜井原有的运输提升系统，轨道巷出矸采用P-90B耙斗机配合DSJ-80/2×40电动滚筒至管道斜井6m3箕斗出矸。

专用进风斜井排矸系统：专用进风斜井与管道斜井贯通前，采用进风斜井原有的运输提升系统，1号、2号集中进风巷出矸采用P-90B耙斗机配合DSJ-80/2×40电动滚筒至进风斜井6m3箕斗出矸。

7.7.1.2运料

管道斜井运料系统：采用原有JK-2/20型提升机和箕斗下料。 专用进风斜井运料系统：采用原有JK-2.5/20型提升机和箕斗下料。

7.7.1.3人员上下

管道斜井：人员步行至工作面 专用进风斜井：人员步行至工作面 7.7.2改绞后运输系统：

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7.7.2.1出矸

井下各工作面施工中产生的煤矸石通过皮带运至专用进风斜井井底，通过专用进风井大倾角皮带运出井口，在井口采用铲车装车，10T载重汽车运至建设单位指定地点。

7.7.2.2运料

井下所需材料在地面环形车场内装车，通过专用进风斜井和管道斜井内的轨道，利用地面绞车运至井下，通过无轨胶轮车运至各工作面使用。

管道斜井采用原有JK-2/20型提升机，采用1.5m3固定矿车串车运输，主要下放锚杆、网片、锚固剂、钢架、风钻等材料、设备。材料、设备在井口或地面环形车场内装车。在井下轨道巷内铺设双轨车场进行人工转载到无轨胶轮车运至各工作面。

专用进风斜井采用原有JK-2.5/20型提升机，采用1.5m3固定矿车串车运输，主要下放喷浆材料。在卸料场内经前倾式翻车机进行卸料，通过卸料口卸入2#集中进风巷储料硐室内，用小铲车装入无轨胶轮车运至各工作面。

管道井无法下放支护材料、设备时，可从专用进风斜井下放。在副斜井施工到底并于辅助运输大巷贯通后，材料、设备从副斜井入井。

7.7.2.3人员上下

在主斜井内井筒右侧安设代步机，便于人员上下。 7.8砼搅拌系统

改造原有搅拌系统，使两台搅拌机并列布置，下料口下铺设轨道，是空车能够进出下料口进行接料，通过环形车场运至井口下放。

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混凝土搅拌计量系统利用原有安设JS-750搅拌机两台，PLD-1200电子自动化计量装置一台。地面采用铲车上料，经搅拌后的喷浆料在地面配好后装入矿车运送至井下用料地点。

7.9斜井提升安全设施

主、管道、进风斜井必须按照《煤矿安全规程》相关要求，安装配置斜井防跑车装置。井口、井下把钩工必须严格检查运输物料的超宽、超高、超长等情况，超出规定严禁装车运输。

制定斜井提升安全设施检查制度，要求设专人每天对斜井内的提升安全设施进行检修，并做好检修记录，项目部每周组织一次斜井提升安全设施专项检查，同时做好检查记录。

7.10安全避险“六大系统” 7.10.1监测监控系统

井筒内布置MHYV 1×4×7/0.43型矿用聚乙烯绝缘镀锌钢丝编织铠装聚氯乙烯护套电缆1路，1路电缆供监控系统使用。

井下监控系统选用上海生产的KJ92N型煤矿安全监控系统，KJ92N型监控系统是一种具有煤矿安全监控功能、瓦斯抽放监控功能及风电甲烷闭锁功能的的监控系统。（核实下该型号监控系统能否满足下面a点功能）

KJ92N型监控系统由井上部分和井下部分组成，采用了分布式总线结构。井下由KJF94型监测站、KDW92B矿用隔爆兼本安型不间断电源、KDG3/36型远程控制断电器、声光报警及各种传感器组成，监控站具有工作的能力。井上部分由计算机、KJJ92B通信接口、避雷器及网络系统组成地面中心站。中心站可集中地监测并控制井下各种环境参数及设备运行情况。具有实时监控、即时报警、数据查询、数据报表、地面控制等功能。具体要求如下：

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a、监测监控系统各配套设备应与安全标志证书中所列产品一致，甲烷、馈电、设备开停、风压、风速、一氧化碳、烟雾、温度、风门、风筒等传感器的安装数量、地点和位置必须符合要求。备用量不少于20%。监测监控系统地面中心站要装备2 套主机，1 套使用、1 套备用，确保系统24小时不间断运行。

b、监测监控系统应能对紧急避险设施内外的甲烷和一氧化碳浓度等环境参数进行实时监测。

c、各类传感器的稳定性不低于15 天，安全监测监控设备每月至少调校1 次，每7 天必须使用校准气样和空气样调校瓦斯传感器校验1 次，保证监测数据准确可靠。

d、监测监控系统在瓦斯超限后应能迅速自动切断被控设备的电源，并保持闭锁状态。

e、甲烷传感器应垂直悬挂，设在风筒异侧，距工作面不超过5m，顶板不大于300 毫米，距巷道侧壁不小于200 毫米。喷浆作业时要做好甲烷传感器防护，放炮时移动到安全地点，放炮后由班组长立即恢复设置到正确位置。

f、配备足够专职人员对矿井安全监控系统进行管理、使用和维护。建立和完善通风安全仪器仪表使用、维修保养制度和设备仪器仪表管理台帐，并定期进行检查、维修、调试和校正，确保完好。无过期、失效或漏检的仪器仪表。

g、应明确瓦斯传感器的报警点、断电点、复电点，断电范围、电缆敷设等符合规定。

h、地面中心站实行24 小时值班制度，系统发出报警、断电、馈电等异常信息时，立即通知调度部门组织查明原因，处理结果应记录备案。

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7.10.2人员定位系统

井筒内敷设一路光缆作为人员定位系统传输型号用。 在井上、下安装人员定位系统，该系统可以实时观察动态目标的移动情况、查询目标的历史数据、确定动态目标的当前位置等。有利于加强煤矿管理层对井下人员与车辆的管理。

采用型号KJ127矿井人员定位系统，由地面设备和井下设备两部分组成：地面设备主要由监测主机、传输接口、交换机等组成。井下设备主要由矿用监测分站、矿用监测中继站、矿用标识卡、CAN中继器、CAN光纤转换器、矿用隔爆兼本质安全电源等组成。具体要求如下：

a、人员定位系统必须满足《煤矿井下作业人员管理系统通用技术条件》（AQ6210-2007）的要求，并取得煤矿矿用产品安全标志。定位分站、基站等相关设备应符合相应的标准。应优先选择技术先进、性能稳定、定位精度高的产品，并做好系统维护和升级改造工作，保障系统安全可靠运行。

b、安装井下人员定位系统时，应按规定设置井下分站和基站，巷道内基站距离符合设备性能要求，确保准确掌握井下人员动态分布情况和工作面人员数量。

c、所有入井人员必须携带识别卡（或具备定位功能的无线通讯设备）。

d、各个人员出入井口、重点区域出入口、区域等地点均应设置分站，并能满足监测携卡人员出入井、出入重点区域、出入区域的要求；巷道分支处应设置分站，并能满足监测携卡人员出入方向的要求。

e、项目部井口调度室应设人员定位系统地面中心站，配备显示

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设备，执行24 小时值班制度。

7.10.3紧急避险系统

根据《煤矿井下紧急避险系统建设管理暂行规定》的要求：二、三期施工所采取的紧急避险系统形式与业主协商确定。紧急避险系统应与监测监控、人员定位、压风自救、供水施救、通信联络等系统相互连接，在紧急避险系统安全防护功能基础上，依靠其他避险系统的支持，提升紧急避险系统的安全防护能力。

7.10.4压风自救系统

根据《煤矿安全规程》的要求建立压风系统的基础上，必须满足在灾变期间能够向所有采掘作业地点提供压风供气的要求，在二期的施工中将利用提升系统改造期间井筒内安装的φ159×6mm压风管进一步建设完善压风自救系统。在采区避灾路线上、采掘工作面巷道内、避难硐室内敷设压风管路，并按照规定设置压风自救装置。

a、压风自救装置，采用轻型呼吸面罩箱式自救装置，每组压风自救装置应可供5～8 人使用。

b、压风自救系统的管路规格主管路直径不小于100 毫米，掘进工作面管路直径不小于50 毫米。

c、距工作面25～40 米的巷道内设置2 组，爆破地点、撤离人员与警戒人员所在的位置以及回风巷有人作业处等地点至少设置1 组压风自救装置；在长距离的掘进巷道中，应根据实际情况增加压风自救装置的设置组数。

d、压风自救装置安装在工作面巷道内的压风道上，设置在宽敞、支护良好、没有杂物堆的人行道侧，人行道宽度应保持在0.5 米以上，管路敷设高度不低于1.2m，应便于现场人员自救应用。

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e、所有避灾路线及其他巷道均应敷设压风管路，每100m 安设一个三通阀门，闸阀手柄保存完好。

7.10.5供水施救系统

供水施救系统的供水水源利用井筒内布置的φ108×6供水管提供。在二期采区避灾路线上均敷设供水管路，压风自救装置处和供压气阀门附近应安装供水阀门。矿井供水管路应接入紧急避险设施，并设置供水阀，在紧急情况下为避险人员供水、输送营养液提供条件。具体要求如下：

a、井下工作面和避灾路线上应敷设供水管路，压风自救装置处和压风阀门附近应安装供水阀门。其他巷道水管每50m 安设一个三通阀门，闸阀手柄保存完好，管路上所有阀门竖直向上安装。

b、供水水源应引自消防水池或专用水池。有井下水源的，井下水源应与地面供水管网形成系统。地面水池冬季应采取防冻和防护措施。

c、加强供水管路维护，不得出现跑、冒、滴、漏现象， 保证阀门开关灵活。

d、主要运输巷、带式输送机斜巷与平巷、上山与下山、采区运输巷与回风巷、采煤工作面运输巷与回风巷、掘进巷道、煤仓放煤口、溜煤眼放煤口、卸载点 等地点都必须敷设防尘供水管路，并安装支管和阀门。

7.10.6 通信联络系统

井筒内布MHYV-30×2×0.8通讯电缆一路。通讯电缆随排水管下放到井底。

通讯选用常熟产的通讯装置进行生产调度指挥和工作联系。各施工地点均采用电话直接和井上调度室接通；井上下均设置信号室，

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井口信号室设三部电话，分别与井下信号室、绞车房、调度室联系。具体要求如下：

a、在绞车房、井口信号室、井底车场、临时变电所、水泵房等主要机电设备硐室以及掘进工作面、紧急避险设施内、爆破时撤离人员集中地点等地方，必须设有直通地面调度室的电话。

b、距掘进工作面30～50 米范围内，应安设电话；巷道长度大于1000 米时，在巷道中部应安设电话（放置电话箱规格），并悬挂标识牌。

c、井下电话机应使用本质安全型。

d、推广安装应急广播调度系统，并应与地面调度电话互联互通。井下基站、基站电源、电话、广播音箱应设置在便于观察、调试、检验和围岩稳定、支护良好、无淋水、无杂物的地点。

e、井下通信联络系统的配套设备应符合相关标准规定，纳入安全标志管理的应取得煤矿矿用产品安全标志。

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8施工组织及循环作业方式 8.1施工组织机构和劳动力配备 8.1.1项目组织结构

采用项目法管理，利用原一期项目部管理机构进行二期工程管理。项目部下设工程、生产、经营组、物资供应等业务组室，委派安监站长，成立安监站。根据有关规章制度和管理办法实行严格的正规化管理。

附：图8-1 项目部组织机构图 8.1.2劳动力组织配备

项目部下设六个施工队，一个运搬队，一个机电队，一个通风队、一个后勤组。井上下均实行“三八”工作制。根据工程进展，前期施工安排4个炮掘队、2个综掘队；后期施工安排1个炮掘队、3个综掘队；

主要劳动力配备结合本工程施工方案、施工技术装备情况和工效确定各工种需求人数。

附：表8-1劳动力投入计划表 8.2正规循环作业

平、斜巷施工期间，掘进队均采用“三八”制作业，工作面组织三个班组施工，其中两个班掘进，一个班组喷射砼成巷。

煤巷综掘：每天8个循环（一班和二班各4个循环，三班喷浆），每个循环进尺1.1m，每月按30天计算，正规循环率取91%，月进尺为1.1×8×30×0.91=240m，240m/月；

半煤岩综掘：每天6个循环（一班和二班各3个循环，三班喷浆），每个循环进尺1.1m，每月按30天计算，正规循环率取91%，月进尺为1.1×6×30×0.91=180m，180m/月；

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岩巷炮掘：每天2个循环（一班和二班各1个循环，三班喷浆），每个循环进尺1.1m，每月按30天计算，正规循环率取91%，月进尺为1.1×2×30×0.91=60m，60m/月；

煤巷炮掘：每天2个循环（一班和二班各1个循环，三班喷浆），每个循环进尺2m，每月按30天计算，正规循环率取83%，月进尺为2×2×30×0.83=100m，100m/月；

机电运转维修及施工辅助工种采用“三八”作业制。工程技术人员及项目部管理人员实行全天24小时带班制度。

附：表8-2 煤巷掘进机正规循环图表

表8-3岩巷炮掘正规循环图表

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图8-1 项目部组织机构图

项目经理项目生技产经机术副营电副经副副经理经经理理理后生物勤产工资经调程技供营度术应部室部部施工队通风队搬运队机电队

安监站长安监站中煤第一建设有限公司 山西小回沟煤业有限公司小回沟矿井二期井巷工程施工组织设计

表8-1 劳动力投入计划表

序 号 一 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 二 16 17 18 名 称 管服人员 项目部管理人员 矿建技术员 通风技术员 地质技术员 机电技术员 资料员 测量人员 安监 调度员 材料员 库房管理员 设备防爆员 财务预算员 司 机 食 堂 通风瓦检队 通风工 瓦检员 测风测尘工 人数 40 6 6 1 1 1 1 3 2 1 1 2 2 2 2 9 39 18 20 1 序号 20 21 22 23 24 25 26 27 28 29 四 30 31 32 33 34 五 36 37 38 名 称 电工 机工 压风司机 变电所 绞车司机 泵 工 锅炉工 电焊工 皮带维修工 皮带司机 搬运队 信号工 把钩工 推车、装卸料工 胶轮车司机 胶轮车维修工 炮掘队 队长 副队长 班长 人数 4 4 3 3 14 3 2 3 4 6 14 14 14 18 4 69×4 1 1 3 序 号 40 41 42 43 44 45 六 46 47 48 49 50 51 52 53 54 55 名 称 放炮员 掘砌工 砼搅拌 上料 喷浆手 机电工 综掘队 队长 副队长 班长 综掘机司机 皮带机司机 锚支工 运料工 皮带维修工 综掘维修工 机电工 合计 人 数 4 20 3 6 2 8 54×2 1 1 3 4 4 18 3 3 3 7 576 90

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表8-2 煤巷掘进机正规循环图表（把蓝色改成黑色）

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班序次号时 间工 序交、安全检查、挂线割煤、出煤、顶锚杆支护安全检查、临时支护帮锚杆、锚索支护检 修交、安全检查挂线、找规格备 料喷射砼砌水沟清 理时 间 （小时）时分123456710111213141516171819202122232412掘进班20302030220201403401201345123456喷浆班说明：每天8个循环，每个循环进尺1.1m，每月按30天计算，正规循环率按91%，月进尺为1.1×8×30×0.91＝240m 92

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表8-3 岩巷炮掘正规循环图表（把蓝色改成黑色）

班次序号时 间工 序交、安全检查、挂线打拱部锚杆打上部眼扒出工作面打下部眼装药连线放炮、通风出矸运输补打锚杆锚索初喷、复喷砌筑水沟文明施工时 间 （小时）时分123456710111213141516171819202122232412掘进班401111302301304301303040401303456781234喷浆班说明：每天1个循环，每个循环进尺1.1m，每月按30天计算，正规循环率按91%，月进尺为1.1×2×30×0.91＝60m 93

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9工程进度计划及保证措施 9.1施工进度计划

由施工排队得出关键线路为：管道井中部车场交叉点、轨道巷→东辅运大巷东段→东辅运大巷与2号东回风大巷联巷→2号回风大巷东段→2号回风大巷西段。

由此计算施工总工期为23个月（690天）。 9.2施工排队图

附：图9-1小回沟矿井二期井下工程施工计划排队图 9.3工期保证措施

9.3.1针对工程工序特点，紧紧抓住施工中制约工程进度的主要矛盾线，逐个工序、环节攻关，确保计划工期兑现。

9.3.2将本工程作为我处的重点工程项目，实行项目法管理，派遣专业化队伍，科学、高效、快速地组织施工。

9.3.3加强现场施工管理和调度工作，进行平行交叉施工，组织正规循环作业，保证正规循环率。

9.3.4严格按照工程进度计划组织施工，制订切实可行的管理办法，健全、落实岗位责任制及责任追究奖罚制度，充分调动各级管理人员的主动性和积极性。

9.3.5配备足够的施工人员，确保出勤率，严格交制度，提高工时利用率和工作效率。

9.3.6完善施工机械化配套，组织劳动竞赛，提高井巷工程单进水平，缩短井巷施工工期。

9.3.7加强提升、通风、排水、压风、供电、排矸等辅助系统的管理，提高作业效率，保证井巷施工正常进行。

9.3.8加强施工设备管理，施工设备经常进行维护、保养，保证

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正常高效运转。

9.3.9保证施工材料、备品、配件等的及时供应，产品合格。

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10工程质量目标、质量保证体系及保证工程质量的主要措施 根据“质量、安全、环境”体系认证要求，在施工中，将严格贯彻执行“优质高效、安全文明、科学管理、求实创新”的管理方针，实现管理目标。

10.1工程质量目标

工程质量等级达到合格，工程质量一次交验合格率100%。 10.2建立健全质量保证体系 附：图10-1 工程质量管理体系图

图10-2 质量保证组织体系图 图10-3 井巷工程质量保证体系图 10.3工程质量标准（是否有钢骨架）

10.3.1巷道掘进宽度中线至任一帮距离允许偏差-30～+200mm；高度腰线至顶、底板距离允许偏差-30～+200mm，在掘进时要搞好光面爆破。

10.3.2硐室混凝土支护支护工程中线至任一帮距离允许偏差-30～+50mm，腰线至顶、底板距离允许偏差-30～+50mm，。

10.3.3 锚网喷巷道支护标准 10.3.3钢筋绑扎

①钢筋品种、规格、质量、性能必须符合设计要求和规范的有关规定。

②钢筋表面必须清洁，有裂缝、断伤、刻痕的钢筋严禁使用。 ③钢筋搭接方式、搭接长度符合设计和作业规程的规定。 ④钢筋绑扎缺扣、松扣的数量不超过应绑扎量的20%，且不应连续。

⑤钢筋间距允许偏差±20mm，排距允许偏差±10mm，构造筋

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间距允许偏差±30mm，钢筋保护层允许偏差±10mm。

10.3.4表面无明显裂缝，1m2内蜂窝、孔洞等不超过2处。 10.3.5锚杆安装牢固，托板基本密贴壁面，不松动。

10.3.6锚杆间排距允许偏差±100mm，锚杆方向与巷道轮廓线角度≤15°，托盘外露≤50mm。

10.3.7喷射混凝土主要巷道净宽中线至任一帮距离允许偏差0～+150mm。净高腰线至顶、底板距离允许偏差0～+150mm。一般巷道净宽中线至任一帮距离允许偏差-50～+150mm。净高腰线至顶、底板距离允许偏差-50～+150mm。

10.4质量控制关键点 10.4.1巷道中心线。

10.4.2巷道高程，巷道开口坐标。

10.4.3与巷道连接的硐室或巷道位置及连接质量。 10.4.4喷砼和砼原材料进货质量及搅拌质量。 10.4.5锚杆、钢丝网、锚索原材料进货质量。 10.5关键工序的控制措施 10.5.1打眼装药

严格控制开挖断面。采用光面爆破，做到不欠挖、超挖不大于技术规范规定，其具体措施是：

10.5.1.1选择合理的钻爆参数，选择最佳爆破器材，完善爆破工艺，提高爆破质量。

10.5.1.2提高划线、钻眼精度，特别是周边眼的精度，必须按设计轮廓钻眼，减少超挖量。

10.5.1.3保证周边眼装药质量，严格控制炮眼装药量，不同批号雷管不能混装，炮泥填充质量良好。

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10.5.2混凝土浇注及喷射混凝土

混凝土的配合比计算一定要准确，开工前取现场实际材料到有资质的试验室进行试配，强度符合要求方可使用并要求:

10.5.2.1砌壁和喷射混凝土所用原材料的质量应符合现行质量标准相关规定;

10.5.2.2做好巷道施工淋水的引、排工作; 10.5.2.3模板校验符合设计尺寸和标准要求

10.5.2.4搅拌：采用强制式搅拌机、二次投料工艺拌合砼，二次投料法是先拌合砂浆，再投入粗骨料，制成砼混合料,该种投料方法，砂浆无粗骨料，便于搅拌均匀，粗骨料投入后，易被砂浆包裹，有利于砼强度的提高。

10.5.2.5振捣：采用国内先进的行星式高频振动器，必须分层对称进行。每层灌筑高度不大于300mm，并应垂直入模、连续灌筑。

10.5.2.6混凝土喷射前埋设喷厚标志，并挂线，保证混凝土喷射表面平整顺滑，成型完好。

10.5.2.7锚杆钻眼角度合理，间排距测量准确，锚杆螺丝拧紧。 10.5.3建立严格的岗位责任制

实行责任到人，施工中要分工明确，责任具体，赏罚分明且与经济利益挂钩。

1）搅拌机司机负责砂、石子上料量、水量，必须严格按要求添加；

2）上料工负责水泥、外加剂用量；振捣工负责振捣效果； 3）拆模工如实、及时、准确汇报井壁情况，模板变形情况； 4）技术员负责掌握尺寸及坚持每小时做两次塌落度； 5）每次拆模后对巷道进行编号，所有施工情况必须做明确施工

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记录，对存在问题及时分析、处理。

10.6保证质量目标的主要措施 10.6.1管理保证措施

1）建立与此适应的工程质量管理体系。

2）在生产管理中认真执行公司质量的方针，增强全员质量意识，促进施工技术和工程质量的提高；施工操作标准化、规范化，以达到“高质量、高效益、高素质”的要求。

3）项目经理部制定奖罚实施细则，抽出工程总价1～2%的资金作为质量奖励基金，实施奖优罚劣。同时在个人收入中提出10%作为工程质量风险抵押金。

4）经常对参加施工的人员进行质量意识教育，组织专职质检员学习有关质量检验标准。

5）做好原材料管理工作，对业主提供的材料要进行进场检查和出厂合格证检查；自购原材料、半成品，要选择信誉好、质量稳定的厂家。尤其是永久性工程材料，必须经抽检合格后方可用于工程实体。

10.6.2组织保证措施 的质量保证组织体系。

2）全面普及ISO9001：2008质量体系标准，搞好过程控制。落实各级质量职责，牢固树立“质量第一”和“为用户服务”的思想。

10.6.3井巷工程质量保证措施

10.6.3.1为保证施工工程质量，在施工作业规程中明确巷道各分项工程的质量控制点（锚杆角度、预紧力、混凝土厚度、钢筋绑扎、

1）根据ISO9001：2008质量体系运行的需要，建立与此适应

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模板组立等），进行重点控制和预控，事先分析可能发生的质量问题和隐患，分析可能产生的原因，提出相应的对策，采取有效的措施进行预先控制，以防止施工过程中发生质量问题。

10.6.3.2组织工程技术人员参加图纸会审，了解设计意图和质量要求，认真编制各单位工程施工组织设计，搞好各工序技术交底，严格按图纸有关技术规范组织施工。

10.6.3.3积极应用先进施工技术，保证施工质量，砼搅拌采用自动计量，硐室砼砌筑要振捣密实，消除蜂窝麻面等现象，喷射混凝土工程要平整光滑。

10.6.3.4浇筑砼现场取样做试块，检查砼强度和质量。喷射混凝土进行现场回弹测量强度。

10.6.3.5特殊工种、要害工种必须持证上岗。

10.6.3.6在施工过程中，根据岩石性质变化，合理调整爆破参数，保证光面爆破效果。

10.6.3.7施工所用材料要证件齐全，材料到现场经检验合格后方可使用，严禁使用不合格产品。

10.6.3.目部成立QC小组，结合提高工程质量开展QC小组活动。

10.6.4施工辅助系统施工和安装质量保证措施

10.6.4.1辅助系统的施工和设备安装必须编制安全技术措施，并做好施工技术交底工作。

10.6.4.2施工辅助系统的施工必须按照施工规范和质量检验标准进行施工，并做好施工自检和原始记录工作。

10.6.4.3施工准备工作完成后，必须经处和公司的开工验收合格后，方可进行巷道正式施工。

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10.7质量检测监测手段

10.7.1严格按照《煤矿井巷工程质量验收规范》等有关规定执行。

10.7.2成立以项目经理为首的质量管理组织，下设质量技术部负责日常工作，队设专职质量检查员，班组设兼职质量检查员。

10.7.3配齐检测和测量工具，如经纬仪、水平仪、钢尺、靠尺、塞尺、小线、试模盒等。建立班组自检、互检和交检查制度，由班组填写分项工程自检记录，进行下道工序前，由专职质量检查员再进行复查认定评级，如有不合格必须返工。

10.7.4分项检查记录包括：巷道掘进、锚杆支护、喷射混凝土支护、钢筋绑扎、支模、砼支护等分项检查，每一个分项检查记录都包括质量保证项目、主要项目、允许偏差项目。

10.7.5开工前一个月，应取现场实际施工材料，根据试配设计，到有一定资质的实验室重新进行配比设计试验，做出符合实际情况的配合比设计。砼搅拌前根据砂、石含水率调整砂石重量(如雨季)，确保砼配合比符合施工要求。

10.7.6施工中按要求制作砼试块，按期送交实验室作强度试验。 10.7.7严格施工材料的进货检验和试验，①要有材料合格证；②材料进场后，按规定作各项试验，符合规定要求后方可用于工程施工。

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图10-1 工程质量管理体系图

实行各级领导质量负责制,下级保上级,一级保一级。 加强职工的技术培训，提高技术水平。 建立以岗位责任制为核心的管理制度，把各个工序的质量标准落实到个人，切实把好质量关。 工 程 技行政领导深入一线，指导施工，监督质量，解决处理问题，对工程质量实行定岗、定责和挂牌制度。 认真编制施工组织设计，选择最佳施工方案，正确指导术质量施工，严格一工程一措施，做好施工前的技术交底。 按照三大规程组织施工，做好质量监督工作。 采用新技术、新工艺、依靠科技进步促进工程质量的提高，采用新技术、新工艺、新装备前要报上级主管部门批准后实施。 质 量 坚持材料检验制度，不合格的材料不准进场。 质量保证组织体系图 经济 实行经济承包，把搞好工程质量作为经济承包的重要内容。 质量保证组织体系 对优良工程实行优价，执行质量奖罚制度。 对出现的质量问题及时分析、处理、杜绝事故的发生。 102 中煤第一建设有限公司 山西小回沟煤业有限公司小回沟矿井二期井巷工程施工组织设计

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图10-2 质量保证组织体系

技领导小组 组 长 项目经理 副组长 技术负责人 组 员 质 检 员 工程检测 管理制度 工程实施 质检隐岗工职量奖惩管理规定 术 监 测 蔽位程工工质档培程量案训测控职管制制责理度施工技术管理规定施工组织管理规定接工

质量评审 口序控控制制质量成果发布 工程质量自检 工程验收、回访、兑现质量奖惩 目标：工程合格率100% 104

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图10-3井巷工程质量保证体系图

喷砼厚度达到设计要求标准 实行班组交制度 严格控制光面爆破 掘进断面不欠挖 喷砼设厚度标志并挂线，确保喷砼工 程 质量保证锚杆、药卷的材质、品种、规格、结构符合设计要求 锚杆的安装符合验收规范规定优良等级标准 锚杆支护 砼强度达到质量标准要求 严格控制水灰比 水泥、砂、石子严格按配比计量 专人计量加入添加剂 搞好材料验收、定期做砼配比实验 砼表面质量符合验收标准要求 砼搅拌均匀、浇注砼定人定位振捣密实 实行质量挂牌制 采用综合治水方案治理巷道涌水 模板应经常修整、校核 105

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11安全技术措施及安全保证体系 11.1安全目标 杜绝重伤以上事故。 11.2安全管理机构

坚持“安全第一，预防为主、综合治理”的方针，严格遵照《安全生产法》、《煤矿安全规程》和各工种岗位责任制进行施工。建立完善的安全保证体系，成立“一通三防”、“设备防爆”、“防治水”各专业组织机构。

附：图11-1 项目部安全保证体系图。

图11-2 “一通三防”组织机构 图11-3 “设备防爆”组织机构 图11-4 “防治水”组织机构

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图11-1 项目部安全保证体系图

安全方针安全第一预防为主综合治理安全小组组 长：项目经理副组长：书 记安监站长安全责任制安全教育安全员、青年岗员、安全网员安全控制安全检查各队队长安全管理措施安全奖罚制度岗位安全职责安全教育安全培训各队安全员专职安全员现场安全生产各工种及工序安全措施提高预防、预测能力定期检查不定期检查奖惩兑现提高安全意识确保施工全过程安全目标实现消除事故隐患

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图11-2 “一通三防”组织机构

通风队 矿建队 机电队 技术经理 项目经理

图11-3 “设备防爆”组织机构

机电队 矿建队 通风队 防爆小组 机电经理 项目经理

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图11-4 防治水管理机构

项目经理

技术经理

地质技术员

机电队 矿建队 通风队

11.3安全检查、控制措施

根据《安全生产法》、《煤矿安全规程》，结合具体情况，制定了安全大检查制度。

11.3.1检查时间及组织

处、项目部实行三级安全大检查，公司每季、处每月、项目部每旬进行一次安全大检查。

公司总经理或安全生产副总经理负责组织公司安全大检查，决定参加人员和检查方式。

处检查由或安监负责组织检查，决定参加人员和分组情况。

项目部经理或安监站长亲自组织检查，相关部门和施工队队长参加检查。

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11.3.2检查范围

公司对处的在建工程、地面生产单位及后勤单位进行抽查。 处每月所有的在建项目和地面生产车间、后勤进行一次全面的安全检查。

项目部对所辖范围内的所有工程、车间、设备、安全设施及后勤进行全面系统的安全检查，不留死角。

每次安全大检查前，安全监察部门根据具体情况及有关要求，提前写出安全大检查组织形式、主要检查内容和重点，报领导审批实施。

安全检查后，要组织召开安全现场办公会，对查出的问题和隐患按三定原则落实处理，项目部按时整改后，由项目部安监站复查并及时把安全大检查回执返回安监部。

11.3.3建立完整的安全生产目标管理体系，并在实际中加强控制，从而实现安全生产目标。

公司、处设安全管理机构，由安全生产第一责任者和负责安全的领导、总工程师、工会及各有关负责人组成；项目部成立相应的安全管理机构；班组设立安全检查员，形成自上而下的安全目标管理网络。

在抓好“三大规程”贯彻执行的同时，必须抓好以安全生产责任制和岗位责任制为中心的各项安全管理制度，层层分解，具体落实到人。上至主要负责人，下到每位员工，人人都有明确的安全任务、职责和权限。

在自检的基础上对每个单位、每个部门、每位员工安全生产目标的完成情况进行定期和不定期的检查，根据发现的问题和新情况，及时解决偏离目标的问题；并进行阶段性考核、评定。

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11.4安安全教育、考核和责任追究

设有职工教育培训中心，坚持“统筹规划、分类管理、统一实施、分级负责”的原则，由公司人力资源部统一管理，职工教育培训中心组织实施。

11.4.1教育培训方式及时间

项目部级培训在项目部电教室进行，由项目部组织，项目经理、生产经理、技术经理、机电经理和处驻项目部安监站站长参加；队级培训在队电教室室进行，由技术员组织，队长、副队长、队、项目部分管副经理、处驻项目部安监站站长、安监员等参加。

11.4.1.1安全教育采用不定期方式。经常性安全教育的形式有：班前会、班后会、安全活动日、安全生产会议、分析总结会、宣传画及标语、标志、标实、多媒体教学等。

11.4.1.2公司培训中心负责安全管理人员及特种作业人员的安全资格培训，其它人员的安全培训由处培训中心组织实施。

11.4.1.3安全管理人员的再培训由处培训中心负责，每年再培训时间不少于16学时。

11.4.1.4班组长、安全员的安全培训，由处人力资源部、培训中心根据施工特点不定期轮流培训，并组织培训考试。

11.4.1.5新工人安全教育培训时间不少于72学时，每年接受再培训的时间不少于20学时，职工转岗应进行相应的安全生产教育培训，由处培训中心组织考核，合格后发放上岗资格证。

11.4.2教育培训内容

11.4.2.1安全管理人员都必须学习安全生产方针、、相关法律法规和有关规章、规程、标准、制度，应急救援预案和本岗位相

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关的知识。

11.4.2.2特种作业人员培训按公司培训中心有关规定执行，必须学习相关法律法规及有关规章、安全规定、三大章程、标准。学习本工种的操作规程及有关设备、仪器、仪表的操作和排除故障的方法。

11.4.2.3其它作业人员都必须学习有关规章、安全规定、三大规程、安全技术理论知识、矿井灾害发生规律及预防措施和处理方法，了解事故发生预兆，学习事故预防和应急措施，学习和掌握井下自救的基本知识。

11.4.3考核方法

11.4.3.1日常检查：由处成立的考核小组（由安监部、人力资源部、组织部、培训中心组成）对各施工生产单位实行经常性的检查、督导，对日常检查不合格项，检查督导人员填写《职工教育培训相关资料报送审核通知单》进行整改，同时也将此作为量化考核的参考补充资料。

11.4.3.2组织考核：培训量化考核每半年一次。考核通过听汇报，审数据，查记录，询问职工等形式进行，对每次考核依照《职工教育培训目标管理量化考核表》评分。

11.4.3.3评分方法：考核实行百分制，计算考核分数，填入《职工教育培训工作量化考核通知书》，（一式三份，安监处、培训中心、项目部各执一份）。两次考核成绩加权平均计算出年度综合评比总分作为年度培训考核奖惩的依据。

教育培训结束后，人力资源部要对开展的培训进行考核，对培训的效果、是否达到预期的目的等进行综合评价。对没有完成培训任务的，追究其相应的责任。

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11.5预控防范措施

为加强安全生产管理，预防各类事故发生，针对各项目部工程不同特点，依据法律法规及有关规定。项目部制定灾害预防处理计划和安全生产事故应急处置方案。

11.5.1加强安全教育和技术培训，提高职工的安全技术素质。 11.5.2领导重视，抓好各项安全管理制度的贯彻落实。 11.5.3加强工程技术和施工质量管理，以质量保安全。 11.5.4加大设备技术改造力度和提高设备管理水平，确保设备的安全运转，加大安全投入，保证各种安全设施的实施。

11.5.5推行安全质量标准化建设，实现安全生产工作的规范化、标准化，使“安全第一、预防为主、综合治理”的安全方针落到实处。

11.5.6配备专职地测工程技术人员、加强地质条件的分析预报和测量工作。

11.5.7组织应急救援演练，测试应急管理系统的充分性和保证所有要素都能全面应对任何应急情况。

11.6.1爆破安全措施

11.6.1.1采用钻爆法作业时，必须符合《煤矿安全规程》的有关规定。

11.6.1.2井下放炮、瞎炮的处理及装配引药都必须按照《煤矿安全规程》的有关规定，并在施工作业规程中明确规定。

11.6.1.3炸药、雷管必须从有生产许可证的厂家购置。建立健全炸药雷管的运输、储存保管、领退制度。雷管必须进行导通检查，合格后方可使用。不同厂家、不同时期、不同规格的雷管严禁混合使用。

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11.6.1.4放炮员必须持证上岗，无证不得领取爆破器材。 11.6.1.5雷管炸药必须分别运往井下。

11.6.1.6放炮前施工人员必须躲至安全距离之外，放炮前应发出警号，确认无误后方可放炮。

11.6.1.7放炮后，由班长、放炮员检查工作面有无瞎炮，确认安全后其它人员方可下井工作。

11.6.2“一通三防”安全措施 11.6.2.1通风

改变调整通风系统必须编制通风设计及专项安全措施，经工程处审批并报公司备案。

主扇的反风，必须能在10分钟内改变巷道中的风流方向，当风流方向改变后，主扇的供风量不小于正常风量的40%。

通风机停止运转时，受停风影响的地点，必须立即停止工作、切断电源、撤出人员。

使用局部通风机通风的掘进工作面，不得停风；应检修、停电等原因停风时，必须撤出人员，切断电源。恢复通风前，必须检查瓦斯。只有在局部通风机及其开关附近10米以内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%时，方可人工开启局部通风机。

临时停工的地点，不得停风；否则必须切断电源，设置栅栏，设警示牌，禁止人员入内，并向项目部调度室汇报。停风区内瓦斯或二氧化碳浓度达到3.0%或其它有害气体浓度超过《煤矿安全规程》的规定不能立即处理的，必须在24小时内封闭完毕。

建立测风制度，每10天进行一次全面测风，对工作面和其他用风地点，应根据实际需要随时测风，每次测风结果都应记录并写在测风地点的记录牌上。

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必须按实际供风量安排工作面数量，以风定产，严禁超通风能力施工。

严禁使用3台以上（含3台）的局部通风机同时向1个掘进工作面供风。不得使用1台局部通风机同时向2个工作的掘进工作面供风。

必须建立巷道贯通制度。贯通施工严格执行《煤矿安全规程》中有关规定。掘进巷道贯通前，综合机械化掘进巷道在相距50m前、其他巷道在相距20m前，必须停止一个工作面作业，做好调整通风系统的准备工作。巷道贯通时必须有通风部门有关人员在现场参加统一指挥工作，巷道贯通后立即调整通风系统，保证通风系统稳定。

必须建立局部通风机及风筒管理制度。临时主扇、局部通风机及风筒的安装和使用应严格执行《煤矿安全规程》有关规定，符合通风质量标准。

局部通风机要有专人管理，负责风机日常维护及运行情况检查。 局部通风机及其启动装置必须安装在进风巷道中，距回风口距离不得小于10米，全风压供给该处的风量必须大于局部通风机的吸入量。

安装在同一断面巷道内的局部通风机，通风机间距（纵向）不得小于10米。

局部通风机应吊挂在巷道顶帮或专用机架上，距轨道水平距离不小于500mm，距底板高度不小于400mm。局部通风机周围应清理干净，无杂物堆积。

风筒应采用抗静电、阻燃风筒，风筒距工作面距离应在施工作业规程中明确规定，

风筒的使用应符合下列标准：风筒无破口（末端两节除外）；风

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筒接头严密（手距接头200mm处感觉不到漏风），软质风筒应采用反压边接法，硬质风筒接头要加垫，螺丝要拧紧；风筒要吊挂平直，逢环必吊；风筒拐弯时拐弯处要设弯头；

异径风筒之间要用过度节，先打后下，不准花接；风筒跨越轨道时，其高度应高于车沿200mm以上，并采取防护措施。特殊情况下有超高车辆通过时，必须采取措施先对风筒进行处理或重新吊挂，防治车辆碰撞风筒。

局部通风机必须按规定定期进行检测、检修及维护。

局部通风机应当双机同能力配备，实现双回路供电。局部通风机必须能自动切换。

局部通风机必须实行“三专”、“两闭锁”。保证停风后切断停风区内全部非本质安全型设备的电源。

局部风机入井前必须经过检查验收，合格后方可入井使用，入井前进行试运转。凡在井下运行累计时间达到6个月以上的必须升井检修。

必须建立通风设施管理制度。井下通风构筑物必须按质量标准施工，并建立检查和维护制度，定期检查其完好情况，定期维护，确保设施完好。

控制风流的风门、风墙、风窗、风桥的设施必须可靠。 不得在倾斜的巷道中设置风门；如果必须设置风门，应安设自动风门或设专人管理，并有防治矿车或风门碰撞人员，以及矿车撞坏风门的安全措施。

11.6.2.2瓦斯防治

建立瓦斯防治工作岗位责任制，并建立严格的奖惩制度和考核办法。

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各类传感器必须按有关规定定期进行标校、检定。

建立瓦斯检查制度、瓦斯巡回检查制度，严格执行《煤矿安全规程》的规定。所有工作面、硐室、使用中的机电设备的设置地点、有人作业的地点都应纳入检查范围，工作面瓦斯浓度和二氧化碳浓度检查次数每班不少于3次。

建立瓦斯检查员交制度，瓦斯检查员交时必须共同对所负责工作面通风瓦斯状况进行检查。

掘进工作面必须安设甲烷自动检测报警断电装置。

项目部必须建立瓦斯检测仪器管理制度，配备足够数量的光学瓦斯检定器和便携式甲烷自动检测报警仪，并按规定定期到具备相应资质的计量部门进行检定、鉴定。

配备足够数量的瓦斯检查人员，瓦斯检查员必须按有关规定培训合格，并取得操作资格证书。

采掘工作面及其他作业地点风流中瓦斯浓度达到1.0％时，必须停止用电钻打眼；爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.0％时，严禁爆破。

采掘工作面及其它作业地点风流中、电动机或其开关安设地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度达到1.5％时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。

采掘工作面风流中二氧化碳浓度达到1.5%时，必须停止工作，撤出人员，查明原因，制定措施，进行处理。

因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电气设备，必须在瓦斯浓度降到1.0%以下时，方可人工复电。

贯通巷道时瓦斯检查工作必须符合《煤矿安全规程》的有关规定。

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建立二氧化碳、一氧化碳和其它有害气体检查制度。在探水施工时、必须设专职瓦斯检查员经常检查有毒有害气体。

施工中需要进行瓦斯抽放时，由处总工程师组织编制瓦斯抽放设计，由公司总工程师负责审批。瓦斯抽放必须符合《煤矿安全规程》的规定。

11.6.2.3综合防尘

建立健全综合防尘、测尘机构和制度，定期对巷道内的粉尘浓度进行测定。

井下巷道内敷设供水管路（兼做防尘管），管路上每50m设置洒水三通。并派专人定期冲洗巷道，保持巷道无积尘。在地面修建水池，安设洒水或喷雾设施。对掘进工作面、回风流、卸载点进行喷雾洒水，净化风流。

炮掘施工：坚持采用湿式打眼，装药使用水炮泥，爆破时喷雾除尘，出矸（煤）时洒水降尘。

综掘机施工：掘进机作业时，应使用内、外喷雾装置，内喷雾装置的使用水压不得小于3MPa，外喷雾装置的使用水压不得小于1.5MPa；如果内喷雾装置的使用水压小于3MPa或无内喷雾装置，则必须使用外喷雾装置和除尘器。

井下各转载点、卸载点、煤仓放煤口、溜煤眼放煤口都必须安设喷雾装置或除尘器，作业时进行喷雾降尘或用除尘器除尘。

支护喷浆作业采用湿式喷浆机，并在喷浆机出风口安设除尘风机。

加强个人防护，工作人员钻眼、装载时必须佩戴粉尘防护用品，做好职业病预测、预防

开采有煤尘爆炸危险煤层的矿井，必须有预防和隔绝煤尘爆炸

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的措施，采用水棚或岩粉棚隔开。

11.6.2.4防灭火

必须按照《煤矿安全规程》有关规定，建立健全防灭火管理制度，制定井上下防火措施。

凡存在可燃材料、可燃气体和可能产生明火的地点，必须有灭火器、沙箱、水桶、消防斧、消防钩等消防器材，明确专人管理。所有施工人员都要掌握消防器材的使用方法，熟悉自己工作区域内消防器材存放地点。

井口房和通风机房附近20m内，不得有烟火或用火炉取暖。在井下和井口房，严禁采用可燃性材料搭建临时操作间、休息室。井下严禁使用灯泡取暖或使用电炉。

井下和井口房内不得从事电焊、气焊和喷灯焊接等工作。如果必须在井下主要硐室、主要进风井巷和井口房内进行电焊、气焊和喷灯焊接等工作，必须严格执行《煤矿安全规程》有关规定，且每次必须制定安全措施，经工程处总工程师审批后执行。

每季度应对井上、下消防管路系统，防火门，消防材料库和消防器材的设置情况进行1次检查，发现问题，及时解决。

11.6.3雨季施工措施

根据该地区的特点，在雨季，工程施工中，首先要把排水、防雷作为一项重点工作来抓，应做好如下工作：

11.6.3.1地面配电箱、闸刀开关等都必须设有防雨棚。 11.6.3.2水泥库地面要比原地坪高出500mm，地面采用木板防潮，四周及屋顶做好防雨工作。

11.6.3.3施工场地内临时排水沟必须保持通畅。

11.6.3.4砂石料场地必须设置在不被下雨时积水冲刷的位置，并

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在四周设置挡墙。

11.6.3.5搅拌好的喷射混凝土料必须进行防水材料掩盖，防止雨淋。

11.6.3.6雷雨天气尽量不要室外作业，如果人员在室外，雷雨时应及时进入有避雷设施的场所。

11.6.3.7在储油罐、火药库、变电所等要按规范要求安装防雷电设施，安装的避雷设施和导线通体要有良好的导电性，接地网一定要保证尽量小的阻抗值。

11.6.4冬季防寒措施

11.6.4.1冬季施工使用采暖锅炉，保证搅拌站、井口、宿舍、办公室、浴室、绞车房等供暖。

11.6.4.2砼搅拌站要密封严实。

11.6.4.3地面外露的设备润滑采用抗冻润滑油，采用篷布、塑料布等材料覆盖。

11.6.4.4管路采用保温材料（草袋子）包裹，并进行掩埋于年最大冻土以下。

11.6.4.5露天施工人员穿棉衣、戴棉帽等劳动保护用品。防止人员冻伤。

11.6.5防雷电措施

11.6.5.1当雷电发生时，应尽量避免使用家电设备，如收音机、电视机、计算机、电话机等，室外天线和电源线要接地良好，空调、电冰箱也要停止使用，以防感应雷和雷电波的侵害。

11.6.5.2房屋门窗要关闭好，门窗可安装金属网罩并接地良好，以防球形闪电入室。

11.6.5.3雷雨天气尽量不要室外作业，如果人员在室外，雷雨时应及时进入有避雷设施的场所，不要在孤立的电杆、房檐、大树、

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烟囱下躲避。

11.6.5.4当雷电距离很近时，不要撑开带铁杆的雨伞，头顶上方要避开金属物，不要使用手机，避免直击雷的袭击。

11.6.5.5在井架，绞车房、变电所等要按规范要求安装防雷电设施，如避雷针、避雷线、避雷带、避雷网等，安装的避雷针和导线通体要有良好的导电性，接地网一定要保证尽量小的阻抗值。

11.6.6防止顶板冒落措施

11.6.6.1严格按爆破图表组织施工，减少爆破对围岩的破坏，保证巷道成型。

11.6.6.2严禁超控顶作业，根据岩性变化及时进行永久支护。 11.6.6.3采取前探梁、液压点柱等临时支护措施，防止围岩大面积跨落。

11.6.6.4认真进行敲帮问顶工作，安排专人监护顶板，发现冒顶预兆，立即撤人。

11.6.6.5工作面配备足够木材和必要工具，以便冒顶后及时充填接顶。

11.6.7喷浆防水措施 11.6.7.1锚喷巷道

巷道内有大面积微渗水时，应把喷头移近巷壁，用喷砼把水赶走，砼凝固后，水即不能渗出。

渗水较大时，可用吹水器通过压风把喷射部位的淋水吹开，边吹边喷，待砼凝固后，再移开吹水器。

当有大面积渗水时，应先从小处逐步往大处喷、把水赶到一两处集中出水点，再插入导水管；如是裂缝涌水，可用红胶泥或水泥掺水玻璃封堵，把水赶到集中点，再用导水管导出，随后喷射砼。

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11.6.7.2砼碹巷道

导堵法：将顶帮的出水处用隔水板将其集中于一个或多个积水点，再用导管将其引出导至水沟；砼达到设计强度时，将导管堵死。

壁后注浆：永久支护的混凝土达到设计强度后，采用壁后注浆的方法将水封闭。

11.6.8喷浆措施

11.6.8.1采用人工上料喷射机喷射混凝土、砂浆时，必须采用湿喷工艺。

11.6.8.2喷射前，必须冲洗岩帮,喷射后应有养护措施,作业人员必须佩戴劳动保护用品。

11.6.8.3锚杆必须按规定做拉力试验，做锚固力试验时，必须有安全措施,对喷体必须做厚度和强度检查，并做好检查和试验记录。

11.6.8.4锚杆必须用力矩扳手拧紧，确保锚杆的托板紧贴巷壁。 11.6.8.5处理堵塞的喷射管路时，喷口的前方及其附近严禁有其它人员。

11.6.8.6喷浆前应把风水管路扎紧、扎牢，以防止脱落伤人。 11.6.9挖掘装载机使用安全措施

11.6.9耙斗机使用安全措施

11.6.9.1交后，要检查耙斗机固定楔情况，严禁带病工作，司机和机电维修工，每班对耙斗机及电缆进行检查维修，发现故障立即处理。

11.6.9.2耙斗机上要有可靠的护绳栏，以防止甩绳伤人。 11.6.9.3耙斗机固定楔要牢，迎头尾轮挂在绳套上，固定楔的锚孔应比固定楔长100mm，并向下带5～8°倾角。

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11.6.9.4开动耙斗机后，严禁在耙斗机运行范围内进行其它作业和行人，耙斗机距迎头距离6～25m。

11.6.9.5操作耙斗机时，严禁手扶或碰撞运行中的钢丝绳，正常耙矸时，不可同时拉紧两个手把以防止耙斗飞起或拔出固定楔拉断钢丝绳。

11.6.9.6回斗时应尽量避免碰撞尾轮，以防止损坏设备或者掉矸，并防止重绳给绳过多而造成咬绳。

11.6.10矿车平巷运输安全措施

采用人力推矿车运输时，1次只准推一辆矿车，严禁在矿车两侧推车，两矿车同向推车间距在轨道坡度小于或等于5‰时，不小于10m，坡度大于5‰时，不小于30m；坡度大于7‰时，禁止人力推车，并在遇行人或拐弯时应提前发出呼号，不得出现放飞车现象。

11.6.11调度绞车使用安全措施

11.6.11.1调度绞车必须安放在顶板完好的位置，调度绞车底盘用砼基础固定牢靠，调度绞车距轨道的安全距离必须符合规程规定。

11.6.11.2调度绞车使用前，要根据机电部门提供的调度绞车技术资料和巷道相对坡度及选用的钢丝绳型号计算出每次提车个数，每班必须检查钢丝绳、保险绳、钩子、销子、大环，发现问题必须及时处理。

11.6.11.3各绞车和摘挂钩地点必须安设灵敏可靠的声光信号，使用“一坡三挡”，并且正常使保险绳。

11.6.11.4调度绞车操作侧必须设有合格的护身板。 11.6.12斜巷提升有关规定

11.6.12.1严格执行“行车不行人、行人不行车”制度，严禁蹬钩耙车随行。

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11.6.12.2斜巷矿车掉道时，严禁摘掉勾头上道，也不准用绞车硬拉上道，要拉紧勾头人抬上道。

11.6.12.3倾斜巷道上部水平安设可靠的挡车装置，工作面后10m要安设挡车装置，只有矿车通过时放准打开。

11.6.12.4上下山掘进放车时，严禁不带电放飞车或松车滑行。 11.6.12.5各类司机必须由经过培训考试合格并持合格证上岗。 11.6.13机电设备管理

11.6.13.1井下不得带电检修、搬迁电气设备、电缆和电线。检修或搬迁前，必须切断电源，并悬挂“有人工作，不准送电”字样的警示牌，只有执行这项工作的人员才有权取下此牌送电。

11.6.13.2容易碰到的、裸露的带电体及机械外露的转动和传动部分必须加装护罩或遮栏等防护设施。

11.6.13.3电气设备不应超过额定值运行，防爆电气设备入井前，应检查其“产品合格证”、“防爆合格证”、“煤矿矿用产品安全标志”及安全性能；检查合格并签发合格证后，方准入井。

11.6.13.4使用中的各种电缆必须按规程要求吊挂，严禁用铁丝吊挂。电缆不应悬挂在风管或水管上，不得遭受淋水。电缆上严禁悬挂任何物件。电缆与压风管、供水管在巷道同一侧敷设时，必须敷设在管子上方，并保持0.3m以上的距离。

11.6.13.5严禁甩掉停用井下各种电气保护。

11.6.13.6严格执行停送电制度，停电必须挂牌，维修前进行验电、放电，严禁带电作业。

11.6.13.7迎头电气设备要加强管理和维修，爆破时要撤出20m以外。

11.6.13.8电气设备必须使用综合保护开关，风电闭锁等安全保

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护装置，自动停电时，待查明原因，确认无误后，再人工送电。

11.6.13.9电气设备与铁轨之间的安全间隙不得小于0.7m。 11.6.13.10井下照明和信号装置，应采用具有短路、超载和漏电保护的照明信号综合保护装置配电。不得使用明火明电照明。

11.6.13.11井下所有机电设备必须标有“MA”标志。 11.6.13.12工作面供电做到“三无、四有、两齐全”，设备完好达标。

11.6.13.13项目部必须设置防爆小组，防爆小组人员必须经处有关部门同意，并取得防爆检查工资格证的人员担任。

11.6.13.14在室外的在用怕冻机电设备采用电热毯进行取暖。 11.6.13.15大型机电设备配备消防器材。

11.6.14火工品管理制度（与现场联系，问清火工品管理范围，只写范围内的内容）

11.6.14.1火工品仓库建设应符合《民用爆炸物品器材工厂设计安全规范》、《爆破安全规程》、《小型民用爆破器材仓库标准》的要求。

11.6.14.2火工品购买，要按照国家物资部门的供销合同，凭市核发的《爆炸物品购买证》及其它相关证件到指定的经销单位购买。到本县、市以外购买时，必须出具当地机关在备注栏内盖章后方能有效。严禁私购私销、自产自销，严禁非法转让或换取其它物品。

11.6.14.3爆炸物品的运输

运输爆炸物品，要凭单位所在县、市机关开具的《爆炸物品运输证》，承运单位方能按照爆炸物品的品名、规格、数量指定的运输路线进行运输。

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11.6.14.4从火药库向施工现场运送或从施工现场回收退库过程中，要严格按照押运要求进行，严防丢失、被盗、被抢和爆炸事故的发生。

11.6.14.5爆炸物品的保管

（1）火药库内炸药、雷管的存放要符合安全规定，必须按其品种、规格分别存放，建立库房卡。

（2）火药库应设专职保管员最少不少于2人，不得兼任爆破员。 （3）建立出入库检查、登记制度，收存、发放和退库必须分别建帐按照品种、数量、编号以及领取、发放，退库人员姓名如实进行登记，做到账目清楚，账物相符，日清月结，不得涂改。

（4）最大存量不得超过核定存量，严禁在库房内存放其它物品。 （5）爆炸物品丢失、被盗、被抢，实行双报告制度，即立即报告处、公司武装保卫部和当地机关。

11.6.14.6爆炸物品的使用

（1）加大现场使用环节管理力度。向现场运送火药必须使用雷管、炸药专用箱并落锁，雷管箱必须由爆破员亲自背送且当班班组长带领2人以上同行或押运员护送。火药可指派专人背送。

（2）实行爆破员工作日志制度。爆破员领取爆炸品必须持本人爆破员作业证和当班班组长、跟班队长和值班经理签字的领料单领取当班生产需用量，保管员、班组长、爆破员对领取的雷管、炸药的数量以及使用、退库的数量认真核实无误后在工作日志上签名，当班班组长对火工品领用、使用、退库负责，对火工品领用数量、使用数量和退库数量实行现场跟踪管理。领取爆炸物品的数量不得超过当班作业量，当班作业后剩余的爆炸物品必须有当班班组长、跟班队长签字的退库单并由当班班组长带领2人以上护送爆破员请

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退回库，且退库品种、数量必须与领取品种、数量减去使用数量相吻合。严禁在爆破现场和其它不允许存放的地方私存、私放、乱扔、乱放。

（3）凡在地面进行引药加工的，必须设专用加工房，加工房内严禁存放火工品和其它物品。

11.6.14.7涉爆人员必须由正式职工或经县以上劳动部门同意并签定劳动协议、合同且有两年以上工作经验的人员担任。短期合同工、临时工不得从事涉爆工作。

11.6.14.8从事涉爆工作的人员必须经过专门培训考试合格后，持机关核发的有效证件和省煤监局核发的井下爆破工操作资格证上岗。涉爆人员离岗和调出，要收回证件交发证机关。无双证人员不得从事涉爆工作。

11.6.14.9对过期失效的废旧雷管和炸药。以及因施工结束而剩余的爆炸物品，必须妥善保管，详细登记，提出销毁和收缴方案上报所在当地机关同意后按指定地点上缴和妥善销毁。

11.6.14.10火工品的加工

根据工作面使用数量，在井下现场进行加工，在距离工作面50m以外的地点，远离导电物体、道轨、电缆且顶板完好的地方。

11.6.15综掘机使用安全措施

11.6.15.1司机必须要持证上岗，其他人员不得擅自开机。 11.6.15.2开机前须认真检查开关所在位置是否正确以及各部件的联接情况，各操作手柄是否处于中间位置，有问题不得开机。

11.6.15.3开机前必须提前3分钟发出警报。只有在铲板前方和截割臂附近无人时，方可开动掘进机。

11.6.15.4掘进机必须装有良好前照明灯和尾灯。

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11.6.15.5掘进中使用好铲板和后稳定器，保证截割中机器的稳定，移动时收回稳定器，调动时抬铲板。机器前进或后退时，须收起支撑，抬起铲板以减小与底板的磨擦。

11.6.15.6下行时，将截割臂放在最低位置（上坡时抬起），行走时如底板松软，垫上木板或搪材以防下滑，下行时下方严禁站人。

11.6.15.7截割装运过程中，禁止在掘进机长度范围内平行作业，掘进机的安全保护装置要灵敏可靠，严禁甩掉。

11.6.15.8工作中液压系统压力不得随意调高，必须经专职人员带压力表调整好。当发现压力值严重波动或系统产生噪音、严重发热时应立即停车。

11.6.15.9大块掉落的煤岩，必须采用适当方法破碎后再装载，不能用刮板机强拉，掘进割煤时严格控制巷道高度，允许误差在50mm，不得超欠挖，并保证顶板及巷帮煤壁平整。

11.6.15.10检查电气设备之前，必须将前级断电、闭锁开关，同时将电气箱上的隔离开关手柄打在断电位置上，检查电气元件和导线联接处有无脱落断线，检查电缆外部橡胶有无损坏，一经发现应及时处理，不许带“病”工作。

11.6.15.11注意观察电气箱的隔爆面有无损伤和锈蚀。发现问题及时处理，电缆穿过设备的进线口处，应将孔口密闭胶圈压紧，保证良好的隔绝状态。

11.6.15.12不要随便改变电路，对已损坏的元件应及时更换，不允许在电路中用短接代替保护元件工作，电动机不允许在无保护状况下运行。

11.6.15.13掘进机工作时，安排专人负责盘绕整理电缆，以防损坏造成事故。

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11.6.16胶带运输机运输措施

11.6.16.1胶带运输机司机要专门培训，考试合格后方可持证上岗。

11.6.16.2开动胶带运输机前，要先检查托棍、皮带是否磨煤帮，是否跑偏，松紧是否适当，接口是否牢固，操作信号是否畅通，安全保护装置是否齐全可靠，防尘喷雾是否正常，否则应通知维修工及时处理。

11.6.16.3严格执行岗位责任制，司机要认真执行交，有问题当班处理，当班处理不完时应向下班现场交接清楚。

11.6.16.4小班维修工每班都要详细检查皮带接口及滚筒轴承和其他构件和完好情况，如有问题及时处理。

11.6.16.5运行中司机不得离岗，要时刻注意机器运转声音和皮带跑偏情况，如有情况立即停车。

11.6.16.6不准用非运料皮带运送物料或设备零部件及大渣块，以防损坏皮带或造成其他意外。

11.6.16.7正常情况下停机时，必须将皮带上的货物拉净，停机后要对底皮带下的活煤和机头机尾附近的活煤及时清理，保持清洁。

11.6.16.8皮带运行中，严禁用任何物料碰撞皮带，严禁身体任何部位接触运转中的皮带，严禁非人行道一侧检修或清理活煤，以防皮带伤人。

11.6.16.9修理工进行皮带机检修时，要与皮带司机联系好，停电闭锁开关，挂停电牌，严禁私自检修。

11.6.16.10皮带机的安全保护装置要灵敏可靠，严禁随意甩掉。 11.6.16.11司机每班负责交接机头机尾的灭火器，灭火器材失效后要及时更换。

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11.6.17胶带输送机机尾的延长

11.6.17.1掘进机截割四个循环延长一次胶带输送机。延长皮带前，必须认真检查，保证储带仓内的皮带够用，同时应有可靠的信号联系。

11.6.17.2延长皮带输送机前，首先将皮带输送机尾10m内浮煤清扫干净，并将皮带尾与掘进机用钢丝绳联接在一起，钢丝绳两接头用绳卡子卡紧，绳卡子用三副，钢丝绳使用直径≥18.5mm的完好钢丝绳。

11.6.17.3延长皮带输送机时，机头二人配合操作，其中一人根据信号操作拉紧绞车，一人手扶信号按钮，注意皮带机头皮带松紧情况。机尾一名掘进机司机开掘进机，拉皮带机尾，另一人手扶信号按钮，密切注意钢丝绳及皮带机尾、爬道进行情况。缓慢拉机尾及爬道到预定位置。然后安设管架及上、下托辊。并用移溜千斤顶将机尾，爬道摆正。

11.6.17.4听到皮带试运行的信号后，皮带机头二人配合，一人拉紧绞车紧皮带，一人点动皮带输送机运转，皮带松紧合适，运转正常停止试运转。

11.6.17.5信号规定；二声松皮带延长输送机拉机尾，三声紧皮带试运转。

11.6.17.6操作时必须听清信号，且机头、机尾互相对打信号后才可操作，防止误操作。

11.6.17.7拉机尾及爬道拉不动时，不得硬拉，要停下来查明原因，并清理后方可继续操作。

11.6.18胶带输送机皮带的延长 11.6.18.1延长皮带前，皮带必须开空。

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11.6.18.2在皮带机头后10-15m处，在皮带接口处将皮带固定牢。固定皮带必须使用专用夹板。固定前，必须把皮带电机开关打到停电闭锁位置，并挂停电牌。

11.6.18.3固定皮带人员离开皮带后，点动张紧绞车，松开皮带。 11.6.18.4把准备好的皮带接到皮带输送机上，卷到储带仓内。 11.6.18.5人员在皮带上工作时，严禁开皮带和松、紧皮带，并把皮带开关手把打到锁定的位置。

11.6.19刮板运输机运输

11.6.19.1刮板运输机司机要经过专门培训，考试合格后方可持证上岗。开动前必须检查信号及开关系统是否灵活可靠，设备运转是否良好，否则严禁操作，应及时找当班维修工进行处理。

11.6.19.2刮板运输机司机要现场交，当班存在哪些问题，必须向下班司机交代清楚，以便及时采取措施进行处理，以防带病运转发生事故。

11.6.19.3刮板运输机的安装铺设要符合安装完好标准，要保证运输机的平、直、稳，否则司机有权拒绝开车，并责承维修工进行处理。

11.6.19.4刮板运输机司机应站在顶板完好的安全处操作，严禁站在运输机机头运行的方向操作，以防运输机带动物料跳出机槽伤人。操作地点应在距机头1米以外的安全地点。

11.6.19.5铺设刮板运输机时，两台运输机搭茬之间的垂距不得小于0.3m，以防带循环煤。刮板运输机机头、机尾必须打点柱。

11.6.19.6司机负责经常对刮板运输机机头附近进行清理，以保证运行中不走循环煤。机头附近的浮煤不清理，严禁开机。

11.6.19.7每班出煤结束，司机离开机头到其它工作地点时，应

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切断刮板运输机电源并打开离合器。

11.6.19.8严禁人员在刮板运输机上行走，严禁用刮板运输机运送物料。

11.6.19.9在起动前要先对运输机全面检查，除检查工作环境外，重点检查设备的状态和附近有无工作人员从事其它作业，启动前应先发信号，然后点动试车，检查链子的运动方向是否正确，待无问题了再正式开车。

11.6.19.10运行过程中，司机要注意刮板运输机中的木料和杂物，发现后及时停车取出，保证运输机的安全运转。

11.6.19.11运行中司机严禁离开操作开关信号，当下一部刮板运输机停止或出现其它意外时，要及时停车。当得知工作面风流中瓦斯浓度超限时，要立即停止刮板运输机运转并切断电源。待降到1%以下时，方可送电运转

11.6.19.12输送机应安设能发出停止和启动信号的装置。发送信号后必须等5秒中后方可启动。

11.6.19.13为防止电动机重载起动造成堵转、烧毁电机，一般情况下应先起动输送机，然后再往输送机上装煤，保证输送机空载起动，以防止强行起动。

11.6.19.14严格执行停机处理故障、停机检查制度，停机后在开关处要挂上“有人作业，禁止开机”牌，严禁运行中清扫刮板运输机。

11.6.20耙斗机与打眼、打锚杆平行作业安全措施

11.6.20.1平行作业时，耙斗机钢丝绳必须用锚栓固定在巷道帮部，并在其旁边另打一锚栓固定一钢丝绳套，绳套要穿过耙斗机钢丝绳，以做为其保护绳。

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11.6.20.2耙斗机钢丝绳固定锚栓距工作面工作人员距离不得小于1.5m。

11.6.20.3在平行作业时，必须安排专职安全员现场专盯。 11.6.20.4在平行作业时，必须有班长或跟班队长，现场统一指挥。

11.6.20.5平行作业时，巷道内矸石高度不能超过1.5m，否则必须安排专人在工作面指挥出矸，当矸石高度超过巷高2/3时，必须停止工作面施工，在矸石高度符合要求后，方可进入工作面作业。

11.6.20.6在施工工作面帮部锚杆时，施工人员应站在耙斗机钢丝绳固定锚栓的对侧施工。

11.6.21防漏电保护措施

11.6.21.1安装电气设备时必须有可靠的绝缘保护、接地保护；检测电器设备时，严禁带电作业；加强对电器设备及供电线路的管理，设专人进行经常性的检查维修工作，杜绝漏电事故发生。

11.6.21.2严禁井下配电变压器中性点直接接地。

11.6.23.3严禁由地面中性点直接接地的变压器或发电机直接向井下供电。

11.6.21.4不得带电检修、搬迁电气设备、电缆和电线。 11.6.21.5直接向井下供电的高压馈电线上，严禁装设自动合闸。手动合闸时，必须事先同井下联系。

11.6.21.6防爆电气设备入井前，应检查其“产品合格证”、“防爆合格证”、“煤矿矿用产品安全标志”及安全性能；检查合格并签发合格证后，方准入井。

11.6.22避灾线路

在井下各施工巷道每隔50m和各个交岔点处必须标识巷道名称

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和避灾逃生方向，工作面一旦发生瓦斯煤尘爆炸、火灾、水灾等灾害事故后，所有人员要迅速沿避灾线路撤离并与地面取得联系。

发生事故时，应立即向处调度室汇报。当班负责人应立即组织所有人员撤出灾区。

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12职业健康安全管理 12.1职业健康安全管理目标 死亡：无； 重伤：无；

职业病：无新的职业病发生、职工职业病体检率90%以上。 12.2职业健康安全管理组织机构及职责 11．2.1组织机构

图12-1 职业健康安全管理组织机构图

12.2.2主要管理人员职责 12.2.2.1项目经理

负责项目安全管理目标的实现，对项目安全生产负全责。 12.2.2.2安监站长

负责项目经理部的安全工作，对本项目部所承接工程的施工安全负责；组织项目部安全生产大检查，对查出的问题督促各区队及时整改；

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12.2.2.3安检员

负责组织每月安全隐患排查，要求项目部制定防范措施并报处里批准，并对贯彻、执行落实情况进行监察。

12.3主要安全管理制度 12.3.1安全办公会议制度

项目部每旬召开一次安全办公会,学习贯彻上级安全生产指令、文件，总结前段安全工作，分析安全趋势，布置下旬安全工作，研究重大隐患及安全检查查出问题整改意见等。安监部门记录、写出纪要上报下发，监督检查落实情况。

12.3.2安全大检查制度

由项目经理负责，每旬组织一次安全大检查，及时召开整改会，对查出问题采取“定期限、定责任人，定措施”办法，认真组织整改，安监部门负责复查，复查未改单位，停工整改并进行经济处罚，重大隐患，专题研究制定安技措施实施。

12.3.3安全网员青岗员汇报制度

安全网员和青岗员负责工作面安全情况检查、监督，发现隐患及时组织当班人员处理。每天做好安全检查记录。

12.3.4火工品管理制度

项目部火工品管理建立领退登记制度。发现爆炸物品丢失、被盗，必须及时报告所在地机关。

爆炸物品的使用：领取的爆破材料必须符合国家规定质量标准和适用条件。

爆炸作业，必须由经过考核合格的爆破员担任。在井下进行爆破作业时，必须遵守爆破安全操作规程，严格执行“一炮三检”和“三人连锁”放炮制度。

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12.3.5安全培训教育制度

要害工种人员必须定岗定员，强化岗前培训，对新入矿工人，实行强制性安全培训，由老工人带领实际操作三个月，考试合格后上岗,各队科必须坚持班前会有针对性的安全学习和培训，切合实际选学《煤矿安全规程》及施工安技措施。

12.3.6入井检身制度与出入井人员清点制度

所有井口必须有井口管理制度牌板，入井人员听从把钩人员统一指挥。

12.3.7“三人连锁放炮制度”, “一炮三检”制度

瓦斯检查员、班长、放炮员都要现场共同负责爆破作业全过程。装药前，放炮前和放炮后要认真检查放炮地点附近20M以内风流中的CH4浓度，达到1%时不准放炮，炮后达1%时，严禁作业。

12.3.8应急准备和响应制度

制定应急救援预案，保证项目在发生突发安全事故后能够有效组织人员、设备，将损失降至最低。预案中应有充足的应急设备，并在规定时间内对设备进行测试以保持完好。

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13文明施工、环保、消防、降噪声及安全质量标准化 13.1文明施工措施

开展文明施工是搞好安全工作的一项重要措施，是坚持高标准、严要求、创出精品工程的前提，因此应加强现场工作实效，扎扎实实地搞好文明施工，创造一个良好的施工环境，为此采取以下几项措施：

13.1.1实行牌板制度

工业广场要有施工总平面布置图板，井口要有入井须知，各机房、车间等要害场所要有醒目标板及操作规程。

13.1.2所有堆放和存放的材料要整齐，品种分类清楚，做好分类标识牌。

13.1.3施工场地、场内道路要整洁，无淤泥、积水。

13.1.4施工场所及居住区无常明灯，无垃圾、无跑、冒、滴、漏等现象。

13.1.5施工用管线布置要整齐、美观。

13.1.6工地办公室、会议室内图表、资料、管理制度张贴要整齐，字迹清晰。

13.1.7两堂一舍要建立清洁、卫生制度。 13.1.8搞好职工培训、教育职工搞好文明施工。 13.1.9所有工作人员要有良好的工作、生活次序。 13.2环保措施

13.2.1施工期间始终保持工地的良好排水状态，临时排水系统尽量和永久性排水设施相连接，防止水流对地面的冲刷，最大限度地减少水土流失和对附近水域的污染。

13.2.2施工废水、生活污水不得直接排入农田、河道，更不得

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排入饮用水源，冲洗积料或含有沉积物的施工用水，应采取过滤、沉淀或其他措施使其达到排放标准。施工机械应防止漏油，禁止机械在运转中产生的油污水未经处理就直接排放。

13.2.3为减少施工中的粉尘污染，施工用的粉状材料应采用袋装或其他密封方法运输，现场存放时，应认真覆盖，防止粉尘飞扬。拌和设备要配备防尘装置，拌和站和施工运输道路，应经常洒水除尘。

13.3消防措施

13.3.1施工现场要有明显的防火标志，仓库、车库、木工棚、职工生活区、井口房等地方要配备足够的消防器材和充足的水源。

13.3.2在职工中广泛宣传防火知识，提高职工的防火意识，确保无火灾事故的发生。

13.3.3保卫、安全部门要及时检查，并制定整改措施，完善消防安全制度。

13.4降噪声措施

13.4.1控制施工噪音排放，噪声大的设备应设消音板隔音。 13.4.2选用的机械设备必须是能耗低、噪音小、污染轻的机械设备，最大限度的降低噪声，减少噪声带来的影响。

13.5安全质量标准化

为了落实《安全质量标准化考评标准》，进一步加强现场标准化管理力度，增强职工的安全质量标准化意识，提高抗灾能力和管理水平，改善、优化施工环境防止事故发生，特制定如下施工措施：

13.5.1加强组织领导，成立安全质量标准化施工领导小组，并选择工作骨干担任组长。负责安全质量标准化日常管理工作。

13.5.2制定具体的安全质量标准化实施细则。

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13.5.3安全质量标准化的检查验收。

安全质量标准化的每月进行检查不少于3次，随时整改发现的问题，并记录存档。

13.5.4开工前搜集齐全技术资料，并编制好各项安全技术措施及操作规程，达到质量标准化、文明工地的要求后方可开工，达不到要求不得开工。

13.5.4正常施工时，必须做好各项原始记录，及检查记录，做到记录与施工同步。

13.6现场维护管理措施

为了加强施工现场的维护工作，为提升本项目以的整体形象，保证项目运行的高效性、严密性和条理性，确保本项目能保质期的顺利完成，对本工程的作制定以下措施：

13.6.1严格遵守国家及地方颁发的安全施工、文明施工等规范、条例，遵守建设单位的现场管理规定。

13.6.2施工现场应设置标语和安全警戒标志。标语标牌切勿乱写乱画以及随意张贴悬挂。

13.6.3施工现场实行封闭式管理，制定相应的门岗管理制度并严格执行，施工现场的管理人员、施工人员必须佩戴证明身份的证卡进出，非施工人员不得擅自进入施工现场。

13.6.4本工程施工场地，在施工前必须在甲方规定的区域内布置临设，并将总平面布置图交由甲方审定批准后，方能付诸实施。

13.6.5施工现场周边设立围护设施，应当设置封闭式围护设施作业，工地周边50米、出入口100米内无垃圾、污水，保持工地周边整洁。确保进出道路通畅、平整、坚实，有回旋余地，施工现场应有可靠的排水措施，施工污水沉淀排入甲方指定的地方，排水系

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统处于正常的使用状态。遵守国家有关环境保护的法律规定，采取有效措施控制施工现场的各种粉尘、废气、固体废弃物以及噪声、振动对环境的污染和危害。

13.6.6按照施工总平面布置图合理布置各项临时设施，堆放大宗材料、成品、半成品和施工机具设备，减少二次倒运与搬迁，不得侵占场内道路及安全防护等设施。

13.6.7加强施工现场的卫生防病工作；职工食堂应符合《中华人民共和国食品卫生法》规定的标准，并办理《卫生许可证》；食堂工作人员必须先体检、培训合格后方可上岗；发现传染病人和疑似传染病人，及时救治的同时向甲方告知。

13.6.8必须加强对其现场人员的管理约束，合同履行期间严禁发生任何性质的打架斗殴事件。若施工方人员参与打架斗殴，每发生一次除赔偿由此给建设单位造成的直接经济损失外还需按规定进行罚款。

13.6.9严格按照《中华人民共和国消防条例》的规定，在施工现场内建立和执行防火管理制度，设置符合要求的消防设施，并保持完好的备用状态。在容易发生火灾的地方施工或者储存、使用易燃、易爆器材时，应当采取特殊的消防安全措施。贯彻“谁施工谁负责安全、防火”的原则。

13.6.10每天值班经理和队长应准时到施工现场，如有急事，应向甲方现场代表请假批准，施工现场应随时有负责人，如施工负责人不在，必须指定有资质的临时负责人。在夜间施工时，必须有管理人员值班，管理人员值班名单应上报甲方。

13.6.11在施工前，技术人员应以书面形式向施工工人作好安全技术交底，并作好文字记录，必须按设计图纸，设计变更、规范规

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程，验收标准、以及地方的有关规定、建设单位要求进行施工和验收，工程质量必须达到优良标准。

13.6.12在开工前，施工现场必须配合合格、齐全的管理人员、建立完善的质量、进度保障体系，且必须有经甲方审查批准的总体施工组织设计和各项专项施工方案；未有针对性的施工组织设计不能开工。

13.6.13分部分项工程隐蔽验收必须严格执行“三检”制度，经自检合格后，于正式验收前24小时通知甲方和监理，并提供有关合格的资料，验收合格并签字后方可进行下程序施工。在验收合格后严禁对合格部分做任何改动，一经发现必须进行重新验收；重要隐蔽部位应通知质量监督和设计单位共同参加验收。

13.6.14对甲方、监理对施工质量有疑问，而要求复测时，应于积极配合。对隐蔽工程提出质量疑问要求重新检验的。关键工序施工完毕后，须经监理、甲方代表验收合格签字后（应在验收前向甲方及监理提交三检记录、施工交底记录等资料），方可进行下道工序施工，直至确认该部分工程合格为止。

13.6.15为保证施工质量，施工难点以及容易发生的质量通病的地方，应先报施工方案经建设单位确认。所有进场材料均需提供材质合格证明文件进行报审，要求送检的材料必须经当地质量监督站认可的试验室试验合格后方能应用于现场。在收到甲方现场代表整改通知后2小时内开始整改，在限期内整改完毕，如有特殊原因的，应以书面形式向甲方现场代表提出，经允许后方可延期。

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14资料管理

14.1计划、统计报表的编制与传递

14.1.1每天对工程施工安全、质量、进度等情况进行记录，填报施工日报。

14.1.2每月25日前编制下月材料、资金和施工作业计划，分别报送监理、甲方和有关部门。

14.1.3每月月末对本月的施工情况进行总结并编制施工月报。 14.1.4施工中加强材料、物资的采购和计划管理，保质、保量按时进入施工现场，满足施工需要。

14.1.5按照公司的标准化管理体系规范管理流程。 14.2信息管理

14.2.1项目设立资料室，配置资料员进行专人管理。

14.2.2对施工中的图纸、设计变更、试验和检查等技术资料及时进行收集归类和整理，每月月底验收后交资料室存档。

14.2.3建立文件收发管理制度，由资料员统一对文件的收发进行登记，并对文件传阅进行管理。

14.2.4建立单位工程施工技术档案，加强施工技术资料及原材料试验资料的管理工作，确保工程竣工资料完整。

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15附件

图 3-1 小回沟二期工程工业广场布置图

图 3-2 生活区布置平面图

图 7-1 井下供电系统图

图 9-1小回沟二期井巷工程施工计划排队图 表 4-1 主要施工机械设备表 表 7-2 井下用电负荷统计表

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