龙泉二期施工组织设计说明书.doc

太原煤气化龙泉能源发展有限公司
龙泉矿井副立井二期工程
施工组织设计

中煤四处龙泉项目部
二〇一〇年八月
目 录
前言 - 1 -
1 概况 - 1 -
1.1工程概况 - 1 -
1.2地质概况 - 2 -
2施工方案 - 4 -
2.1施工设备选择及施工方案 - 4 -
2.2施工工艺 - 5 -
3辅助系统 - 10 -
3.1井下排水 - 10 -
3.2压风系统 - 10 -
3.3供水系统 - 11 -
3.4供电系统 - 11 -
3.4.1过渡期供电 - 11 -
3.5通讯、信号、照明、监控 - 13 -
3.6井上、下运输及排矸系统 - 14 -
3.7砼搅拌系统 - 14 -
3.8通风系统 - 14 -
3.9提升系统 - 14 -
3.10安全监测系统 - 14 -
4劳动组织 - 15 -
5工期及工期保证措施 - 16 -
5.1综合进度指标及工期 - 16 -
5.2工期保证措施 - 16 -
6项目质量控制及质量保证体系措施 - 18 -
6.1质量目标 - 18 -
6.2质量控制总体要求 - 18 -
6.3施工准备阶段的质量控制 - 18 -
6.4施工阶段的质量控制 - 24 -
6.5竣工阶段质量控制 - 28 -
6.6质量持续改进 - 28 -
7职业健康安全管理 - 30 -
7.1职业健康安全管理目标 - 30 -
7.2安全管理组织机构及职责 - 30 -
7.3主要安全管理制度 - 30 -
8环境管理 - 32 -
8.1环境因素调查 - 32 -
8.2环境目标、指标 - 32 -
8.3环境管理组织机构 - 32 -
8.4环境保护 - 32 -
9安全技术管理措施 - 33 -
9.1提升运输管理措施 - 33 -
9.2机电管理措施 - 35 -
9.3顶板管理措施 - 35 -
9.4爆破管理措施 - 36 -
9.5瓦斯管理措施 - 38 -
9.6防尘管理措施 - 39 -
9.7通风管理措施 - 39 -
9.8防治水管理措施 - 39 -
9.9冬季、雨季施工措施 - 40 -
9.10耙矸机移动专项措施 - 41 -
9.11综掘机管理措施 - 41 -
10文明施工 - 42 -
10.1制度牌板 - 42 -
10.2施工场地 - 42 -
10.3车间和库房 - 43 -
10.4工地办公室 - 43 -
10.5两堂一舍 - 43 -
11附录 - 44 -
11.1通风机选型： - 44 -
11.2提升能力核算 - 51 -
11.3主要施工设备 - 53 -

- 55 - / 58
前言
龙泉矿井隶属山西太原煤气化龙泉能源发展有限责任公司，该矿井设计生产能力500万t/a，位于山西省娄烦县北约10km处的上龙泉村。立井、斜井开拓，有主斜井、副斜井、副立井、风立井四个井筒。其中副立井井底二期工程经招投标由我处中标负责施工。
我处承担该矿部分二期工程的施工任务，主要有副井井底车场、硐室及辅助运输石门等。现临时改绞工作已结束，为指导井下二期工程的施工，特编制本施工组织设计。
　施工组织设计编制依据
（1）太原煤气化龙泉能源发展有限责任公司龙泉矿井辅助运输石门平、剖、断面图及工程量表,图号：S1745-125-01；
（2）太原煤气化龙泉能源发展有限责任公司龙泉矿井副立井井筒与井底车场连接处平、剖、断面图及工程量表,图号：S1745-117G-01，S1745-117G-02；
（3）太原煤气化龙泉能源发展有限责任公司龙泉矿井副立井井底车场平、剖、断面图及工程量表,图号：S1745-121-01；
（4）《龙泉矿副井临时改绞施工组织设计》；
（5）《煤矿机电安装工程施工及验收规范》；
（6）《煤矿安全规程》（2010版）。
（7）《煤矿井巷工程质量检验评定标准》（MT5009-94）；
（8）《矿山井巷工程施工及验收规范》(GBJ213-90)。
（9）《防治煤与瓦斯突出细则》；
参考资料
（1）《井巷工程施工手册》
（2）《凿井设备图册》
（3）《建井工程手册》
1 概况
1.1工程概况
副立井井底二期工程主要施工范围有：井底水窝30m，掘进断面63.62m2，C30混凝土支护壁厚500mm；井底连接处约25m，锚网喷+锚索+双层钢筋砼支护；水窝、井筒与井底车场连接处已经施工完毕。井底车场289.473m，掘进断面25.2m2，锚网喷120mm+锚索支护；等候室、医疗室、调度室59.75m，掘进断面13.67m2，锚网喷120mm+锚索支护；辅运石门1-1断面480m，掘进断面25.2m2，锚网喷120mm+锚索支护；辅运石门3-3断面13m，掘进断面32.21m2，锚网喷120mm+锚索支护；辅运石门2-2断面491.787m，掘进断面25.58m2，锚网喷120mm+锚索支护。其中除辅运石门2-2、3-3断面为矩形断面外，其余均为直墙半圆拱形断面。
主要支护形式设计为锚网喷+锚索支护，锚杆为Φ20mm×2200mm的树脂锚杆，间排距800mm×800mm，三花排列方式布置，锚索规格Φ15.24mm，L=7000mm，间排距：2000mm×2000mm，喷厚120mm。
副井井底车场巷道及辅助运输石门明细表 表2-1
类
别
工程段编号
掘进断面
(m2)
长度
(m)
混凝土消耗量
(m3)
备注
巷
道
①-⑧
25.2
289.473
966.85

等候室、医疗室、调度室
13.67
59.75
95.01

辅
助
运
输
石
门
⑴-⑵
25.2
480
1603.2

⑵-⑶ ⑷-⑸
平均28.9
3
11.45

⑶- ⑷
32.21
10
41.3

⑸-⑹
25.58
491.787
1721.27

1.2地质概况
1.2.1地层
龙泉副立井井底车场和辅助运输石门位于石炭系上统太原组，主要岩性为粗粒砂岩：浅灰色，中厚层状，具波状层理，粗粒砂状结构，成分以石英、长石为主，次为岩屑及其他暗色矿物，分选性差，次棱角状，夹泥质，炭质条纹，层面含大量云母片及炭屑，粒度向下变粗，泥、钙质胶结；砂质泥岩：深灰色，薄层状—中厚层状，具水平层理，砂泥质结构，平坦状断口，夹粉砂岩条纹，局部见植物化石碎屑，钙质胶结；细砂岩：浅灰色，中厚层状，细粒砂状结构，成分以石英、长石为主，次为其他暗色矿物，分选性较好，次圆状—圆状，层面含白云母片及炭化化石，夹泥质条纹，中部夹薄层泥岩，钙质胶结；煤：黑色沥青光泽，似金属光泽，条痕褐黑色，块状构造，鳞片构造，以半亮煤为主，次为亮煤及暗煤，为半亮型。
1.2.2地质构造
本井田地层总体走向为北西，倾向北东，倾角10°左右。发育有一条向斜和一条背斜及2条断层，未见岩浆及陷落柱。
（1）褶曲
a.上龙泉向斜：位于井田的西北部，上龙泉村西，轴向北东，贯穿整个井田，两翼倾角基本一致，倾角5°左右，延伸长度5.3km。
b.上静游背斜：位于井田的东南部，上静游村西南，两翼倾角基本一致，倾角10°左右，延伸度3.1km.。
（2）断层
a. F11断层：263号孔内所见，位于上静游村西南，断层性质为正断层，走向北东，倾向南东，倾角70°、落差11m。钻孔中9到10号煤间距变小。
b.F14断层：55号孔内所见，位于井田西北角新舍科村附近，断层性质为正断层，走向北东，倾角70°、落差7m。钻孔中8号煤被断掉。
井田内未见岩浆及陷落柱。
1.2.3水文地质
太原组含石灰岩溶蚀裂隙含水层
主要为L1、L2两层石灰岩位于井底车场下方约56m、47m，两层相距10m左右，L2石灰岩较纯，裂隙发育不均，厚3m-6m，层位及厚度变化不大，L1多为泥灰岩，一般厚0.5m左右，最厚达3m。副立井检查孔太原组含水层抽水试验，单位涌水量为0.0008L/s·m，含水层为弱富水性，渗透系数为0.00277m/d，水位标高为1105.10m。水质类型为HCO3-K+Na型，矿化度为476mg/l，总硬度为100.15mg/l。
另据LB3、LB4号孔太原组及以上基岩混合抽水试验，单位涌水量为0.025 L/s·m -0.10L/s·m，渗透系数为0.035 m/d -0.12m/d，水位标高为1124.98m-1180.28m。从试验结果看，各含水层富水性弱。水质类型为HCO3-K+Na型和Cl·HCO3-K+Na型，矿化度为0.37-0.68g/l，总硬度为33.63-112.40mg/l（以CaCO3计）。
奥陶系顶界到井底车场底板约120m，奥陶系顶界到9号煤底板间的岩层厚55m左右，以泥质岩为主，可视为隔水层。石炭系、二叠系含水层间较厚的泥质岩层，可视为隔水层。
1.2.4煤层及瓦斯
井底车场施工过程中不结露煤层，辅助运输石门为煤巷段沿4#煤顶板走。4号煤层（俗称丈八煤）：位于太原组顶部，厚1.70m-8.20m，平均6.47m。是本井田主要可采煤层之一。煤层结构较简单，一般为2-3层夹矸，个别为4-5层，夹矸岩性一般为泥岩或炭质泥岩。厚度变化总的趋势是井田的东南部薄，厚度在6m以下，其它地段均在6m以上。属全井田可采的稳定煤层。
在副立井检查孔中，4号煤层厚7.35m，为厚煤层，不含夹矸，顶板为砂质泥岩，底板为细粒砂岩。
据龙泉井田补勘地质报告，4号煤层相对瓦斯涌出量9.06 m3/t -12.08 m3/t；7号煤层相对瓦斯涌出量11.8 m3/t -15.44 m3/t。矿井有煤尘爆炸危险性，施工过程中必须采取预防煤尘爆炸的措施。煤层自燃倾向等级为不易自燃煤层。
2施工方案
2.1施工设备选择及施工方案
2.1.1临时改绞
为满足井底二期井巷工程施工的要求，需要对井筒的供电、提升、排水、压风、通风、排矸和运输系统进行临时改造。
临时改绞采用原主提2JK-3 .5/18绞车提升，井筒内布置2个1.5T单层双车防坠罐笼，钢丝绳罐道。井筒布置压风管φ159mm×4.5mm和供水管φ57mm×3.5mm各一路；高强度胶质风筒φ900mm两路和一路玻璃钢风筒φ700mm，φ108mm×4mm排水管两路；动力电缆、信号电缆各两趟，通讯、瓦斯监控电缆各一趟。除排水管采用井壁固定外，其余管缆线均采用钢丝绳吊挂。
井底安装缓冲阻尼同步摇台和防墩罐装置，井口安装套架、悬臂摇台和过卷缓冲托罐装置，增加提升系统安全性能，井上下口进车侧各设一套复式阻车器。地面翻矸采用前倾式自动翻矸架，维修量小，翻矸能力大，排矸采用装载机;井口设车场，铺设24Kg/m轻轨；地面轻轨为自动滑行线路。
2.1.2巷道掘进
岩石巷道中井底车场、液压泵站室、信号控制室等掘进采用人工钻爆法施工，光面爆破；排矸选用液压耙斗装岩机，1.5T“U”型矿车装矸，运输至井底后通过罐笼提升到地面；煤巷中辅助运输石门等施工时采用EBZ200型煤巷综掘机掘进，皮带机运输，转载机转载至矿车内经罐笼提升至地面；支护选用锚杆钻机和HPV型混凝土喷射机。
2.2施工工艺
2.2.1岩石巷道施工
1、钻眼、放炮
车场巷道施工将采用普通装备钻爆法施工。工作面搭设钻眼平台，布置8台YTP-28型风动凿岩机，迎头全断面分上下两部分平行钻眼，采用中空六角型钻杆，长度2500mm，φ42mm一字型钻头打眼，打眼采用定人、定钻、定眼位，眼位要准、直、平、齐，使用多个炮棍导向。严格控制周边眼的眼距；爆破材料采用Φ35mm、长度200mm水胶炸药、3m脚线毫秒延期电雷管，正向装药结构，MFB-200型便携式放炮器起爆。
采用光面爆破法施工，全断面一次爆破成型；施工时在工作面搭设脚手架进行打眼，斜眼掏槽，掏槽眼眼口距1.4m，眼底距为0.2m,眼深2.2m；辅助眼间距为0.5～0.65m,周边眼间距为0.3m，眼深2.1m。封泥长度：不小于1000mm。正向装药、串联连线、MFB-200发爆器起爆。
炮眼布置严格遵照爆破图表执行。若遇岩性变化或爆破效果差时，及时调整爆破参数。

爆破参数表 表2-1
炮眼名称
炮眼个数
炮眼序号
眼深(m)
倾角
装药量（kg）
起爆顺序
连线
方式
水平
垂直
卷/眼
kg/眼
掏槽眼
5
1~5
2.2
90°
90°
5
1
Ⅰ
串
并
联
辅助眼
14
6~19
2.1
90°
90°
3
0.6
Ⅱ
辅助眼
15
20~34
2.1
90°
90°
3
0.6
Ⅲ
辅助眼
18
35~52
2.1
90°
90°
3
0.6
Ⅳ
辅助眼
23
53~75
2.1
90°
900
3
0.6
Ⅳ
周边眼
40
76~115
2.1
87°
87°
3
0.6
Ⅴ
底眼
11
116~126
2.1
87°
84°
4
0.8
Ⅴ
共计

126
265

399
79.8

预期爆破效果表 表2-2
序号
爆破指标
单位
数量
1
炮眼利用率
%
90
2
每循环工作面进尺
m
1.8
3
每循环爆破实体岩石
m 3
50.6
4
炸药消耗
kg
79.8
5
每米巷道炸药消耗量
kg/m
133.3
6
每循炮眼总长度
m
795.3
7
每立方米岩石雷管消耗
个/m3
5.14
8
每米巷道雷管消耗
个/m
145
备注：炸药为煤矿许用水胶炸药，炸药规格为φ35×200mm，每卷0.2kg。

图2-1 炮眼布置图

2、临时支护
临时支护紧跟迎头，严禁空顶作业。放炮后，按照中腰线进行敲帮问顶、刷大、找轮廓。用水注式单体支柱做临时支护，点柱间距不超过1500mm,排距不超过1000mm,每排至少3根，支护在拱顶和两肩窝位置。临时点柱使用之前，事先联结好两片金属网片，利用临时点柱的支撑对顶板进行掩盖，施工人员在挂网点柱的掩护下进行锚网作业。临时点柱必须穿鞋戴帽，采用规格为长×宽×厚=500mm×500mm×50mm的木大板。放炮后必须严格执行临时点柱支护制度。
3、永久支护
永久支护采用锚、网、喷联合支护。锚杆：采用φ20mm×2200mm螺纹钢树脂锚杆；三花布置，间排距800mm×800mm；每眼安装4节，锚杆钢托板规格为150mm×150mm×12mm，锚索采用φ15.24mm×7000mm，间排距2000mm×2000mm，喷射混凝土强度为C20，厚度120mm。金属网采用φ6mm圆钢焊接制作，网格规格为100mm×100（井底车场及辅运石门为200×200）mm。工作面配备2台锚索钻机打眼、安装拱部锚杆，用YT－28型风动凿岩机打眼、安装墙部锚杆。在安装锚杆前，将金属网挂好，紧贴岩面，利用托板压紧压实。
喷射混凝土永久支护采用HPV砼喷射机。喷射砼配、拌料在井口设集中搅拌站，用1台JS-500型搅拌机搅拌，1.5T“U”型矿车运至工作面。初喷紧跟掘进迎头，初喷厚度为30mm-50mm。多次复喷成巷，成巷滞后掘进工作面迎头20～30m，多次喷射达到设计厚度120mm。
4、装岩
井底车场巷道施工时，在工作面装一台PB-60耙矸机，放炮后的矸石由耙矸机耙斗装入1.5T矿车,经井底车场运至主井，由罐笼提升至地面，运至矸石山。
5、钉道
随着工作面的推移，须敷设轨道和前移耙矸机，以保证井下运输的需要。井下轨道先按临时轨道施工，但选用轨型要和永久轨型一致，轨枕采用木轨枕或砼轨枕，规格为：宽120 mm、高140mm、长1200 mm，间距：平巷800mm，斜巷700mm，临时铺轨施工也要按永久轨道相关要求施工，利用中腰线找正找平，巷道底板要施工至设计底板。道岔可先用简易道岔，挡车器暂用简易挡车器。
2.3.2煤巷施工
1、掘进
掘进采用悬臂式EBZ200型综掘机掘进，桥式转载机转载，为了确保巷道成形，巷道采用横向往复式截割，并按照先下后上、先中间后四周的原则截割。综掘机截割时将截割头调至巷道左侧下,由此开口进刀,左右摆动,割出横槽,然后由下向上截割, 先截割至与设计接近的尺寸，最后退机截割剩余部分。进刀深度以0.8m为宜，进两刀退出综掘机，进行一次顶部锚网索支护，综掘机掘进与打下部锚网索平行作业，每小班完成掘支四个循环，喷砼成巷与掘进平行作业。循环图标见图2-2
2、排矸
煤流系统为：工作面综掘机→桥式转载机→辅运石门皮带机→桥式转载机→矿车→副立井罐笼→地面。
3、支护
采用ZQST-65型锚杆钻机进行打锚杆钻孔，在综掘机掘进两个循环后打顶部锚杆，墙部锚杆施工在综掘机后面与综掘机平行作业。
表2-3 岩巷作业循环作业图表

2.3.3 特殊地层的施工
在施工中应加强地质情况的预测预报，对将要揭露的断层构造或煤层要提前采取可靠的钻探措施，探明地质构造或煤层的产状要素，针对具体的情况制定专项施工措施，及时改变施工步骤、工序和支护形式。对于断层破碎带和煤层要减少爆破装药量或采用风镐掘进，管缝式锚杆超前支护，密集U型刚支架加强支护。
3辅助系统
3.1井下排水
3.1.1过度期排水
副立井改绞时，把建井期备用的2台卧泵（DC50-80×7）安放到井底马头门一侧，利用井底水窝做临时水仓，井底水窝内安装2台BQW50-20×3防爆排污泵与卧泵形成串联接力排水，通过井筒内吊挂的排水管排至地面。原动力电缆不拆除，作为过度期间的动力电缆继续使用，见过渡期临时排水系统图。
3.2.2施工期排水
二期施工期排水根据甲方提供地质预报，最大涌水量不超过85m3/h，待二期井下临时变电所运行后，仍利用井底水窝做临时水仓（储水量为1000 m3），井底水窝内安装2台BQW85-20×3防爆排污泵和临时泵房（液压室）里布置两台MD85-80×9水泵进行接力排水（扬程720m，流量85 m3/h，功率355KW），一台工作，一台备用，通过井筒内敷设φ108mm×4.5mm二路排水管将水排上地面，见施工期排水系统图。
3.2压风系统
矿方永久压风机房投入运行前，仍采用凿井时的临时压风机（2台GA250型和1台SA-120-8.5型），井筒内布置一路φ159mm×4.5mm压风管路，采用钢丝绳吊挂。总供风能力为100 m3/min。根据工程进度计划，副立井转入二期工程施工，最多3个掘进工作面，计算最大用风量如下：
主要耗风设备统计
序　号
名　称
规　格
耗风量m3/min
使用台数
1
风钻
YTP-26凿岩机
3.2
15
2
风泵
BQF－IV
1.5
2
3
风镐
G10
1.2
4
4
喷浆机
HPV
8
3
总耗风量：
Q＝α.β .γ .Σnkq.
＝1.1×1.1×1×［（15×0.74×3.2）＋（2×1×1.5）＋（4×0.85×1.2）＋（3×0.85×8）］
＝63m3/min
式中：α―漏风系数1.1
β―机械磨损系数1.1
γ― 高原修正系数1
k―风动工具同时使用率，风钻为0.74，风泵为1，风镐为0.85，喷浆机为0.5。
q―风动工具单台耗风量
n―风动工具的台数
经计算风量能满足要求。
压风管径的选择
根据d≥20　＝158mm
计算的管径为最大耗风量，二期工程的压风管路采用φ159mm×4.5mm的压风管。
3.3供水系统
临时改绞后，地面供水采用原凿井地面供水系统，井下的生产用水利用一路供水管路，由地面供水系统供给井口，通过井筒内钢丝绳吊挂供水管，井下口安装减压阀向各个施工点供水，地面供水管选用φ57mm×3mm、井筒内吊挂和井下巷道内供水管选用φ57mm×4.5mm，满足施工要求。
3.4供电系统
3.4.1过渡期供电
井下临时变电所形成前，采用原凿井期间的供电方式进行供电，具体见龙泉二期过渡期供电系统图。
3.4.2施工期供电
二期工程施工地面的供电系统仍采用井筒施工期的10KV地面临时变电所供电。利用地面10KV临时变电所内6KV母线段上馈电柜分别与井筒下放的MYJV22-3×70 6/10电缆两根与井下等候室内设临时变电一座形成井下双回路供电系统。二期工程施工期间利用等候室做临时变电所，井下临时变电所内安装PBG-400/6Y高压防爆开关3台, PBG-200/6Y高压防爆开关7台 ，KBSG-400干式变压器3台，其中两台干式变压器作为后期井下局扇备用的专用电源，前期风机供电采用凿井期间的供电方式,另一台干式变压器为4台耙矸机、喷浆机等井下动力供电。KBSGZY-500干式移动变电站2台，做为后续施工2台综掘机的专用电源。具体见二期工程井下负荷见下表。（附龙泉二期施工期井下供电系统图）
二期工程井下负荷统计表
序

号
负荷型号
电机额定功率kw/台
电机总数/
工作台数
设备容量

需用
系数
kx
加权平均功率因素
tgψ
计算功率
总容量
工作
容量
有功
无功
视在
kw
Kw
Cosψ

KW
KVAr
KVA
1
耙矸机
45
2/2
90
90
0.6
0.65
1.134
54
61.24

2
喷浆机
5.5
4/4
22
22
0.6
0.65
1.2
13.2
15.84

3
水泵
355
2/2
710
710
0.7
0.85
0.62
497
308.14

4
局 扇
90
8/4
720
360
1
0.75
0.88
360
316.8

5
综掘机
355
2/2
710
710
0.5
0.65
1.17
355
415.35

6
皮带机
150
2/2
300
300
0.7
0.65
1.134
310
238.14

7
调度绞车
11.4
1/1
11.4
11.4
0.4
0.5
1.73
4.56
7.89

8
调度绞车
40
1/1
40
40
0.4
0.5
1.73
16
27.68

9
其它负荷

50
0.5
0.75
0.88
25
22

10
照明

30
0.9
0.95
0.33
27
8.9

合 计

1661.76
1421.98
2187.12
3.4.3电缆及变压器选型计算
1）、电缆选型计算
①、通过电缆电流计算
KIac≥Ica
式中: Iac―空气温度为25℃时，电缆允许载流量，A；
K―环境温度修正系数；
Ica ―用电设备持续工作电流
采用50mm2查得25℃时，载流Iac=150A
井下最大功率为2187.12KW，计算Ica
Ica=2187.12/(1.732×6000)=210.45A
采用70mm2查得25℃时，载流Iac=224A
0.94×224=210.56≥210.45A
②、电缆线路电压损失
ΔUac=6000×0.05=300V
线路实际电压损失ΔU=
电缆电抗值很小，可忽略不计，
ΔU== PLr0/U0=1661760×0.65×0.26/6000=46.8V
式中: P―终端负荷的有功功率;
L―线路长度；km
r0 ―线路单位长度电阻；Ω/ km
U0―线路的额定电压；V
满足要求。
综上所述：选MYJV22-3×70满足施工要求。
2）、变压器的选型计算
S10/6KV≥KsbPz/cosKVA=1×2187.12/0.90=2430.13KVA
故 S9-3150/10/6满足使用要求。
3.5通讯、信号、照明、监控
井筒内布置HUVV-24×2×0.79通讯电缆一路、MY3×6+1×2.5信号电缆两路、分别供通讯信号用，通讯、信号电缆采用钢丝绳吊挂。
井上下信号、通讯均选用常熟的通讯信号装置进行生产调度指挥和工作联系。井上下均设置信号室，井下信号发至井上信号室，再由井上信号室发至绞车房。各处信号均采用统一声光信号，信号独立且有备用，电压不高于127V；各施工地点均采用电话直接和地面调度室接通，调度室内安装32门程控交换机1台,通过防爆直拨电话机分别与项目部、井口信号室，井下信号室、绞车房、井下调度室和各施工迎头联系，所有信号设备元件应选用防爆型。
安装KJ379视频监控系统，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。
安装KJ379瓦斯监测系统，地面局扇安装开停传感器，井下各个施工迎头安装甲烷传感器，一氧化碳传感器等分别与井下临时变电所内瓦斯监控分站连接，再由瓦斯监控分站将信号通过井筒内吊挂的瓦斯监控线MHYV-1×4传输至地面调度室，地面调度室内安装监控主机一套。另从分站引接控制线到断电开关，实现瓦斯电闭锁，风电闭锁。
3.6井上、下运输及排矸系统
井下运输采用1.5T“U”矿车和600mm轨距窄轨铁路。井下窄轨选用24Kg/m钢轨，巷道施工期间的矸石，利用调度绞车配合矿车运送至井底马头门，通过罐笼提升到地面。
临时排矸地面采用前倾式翻车机翻矸，自卸汽车转载。
3.7砼搅拌系统
采用混凝土搅拌计量系统，即JS-500搅拌机，PLD800电子自动化计量系统，在工广合适位置布置1套。喷浆料在地面配好后装入1.5吨“U”型固定式矿车运送至井下用料地点。
3.8通风系统
井筒内布置Φ700mm玻璃钢风筒一路及Φ900mm高强度胶质风筒二路的，供二期工程施工通风。局部通风机安装在地面，共三组，每组均实行双风机双电源自动切换。见通风系统图。
3.9提升系统
凿井井架，对天轮平台进行改装，增加稳绳梁、防坠绳固定梁及稳绳拉紧装置，天轮平台上安装调绳平台。安装封口盘，在井上口安装刚性罐道，井下口安装托罐装置，在井底装设三根稳绳、防坠绳。井筒内布置1.5T单层双车双罐笼，利用原凿井主提2JK-3.5/18绞车提升。
3.10安全监测系统
便携式甲烷报警仪的配备和使用
1、区长、技术员下井时必须携带便携式甲烷报警仪，对其分管范围内的甲烷进行不间断的监测，如有报警现象（甲烷报警点为1%）必须进行处理。
2、爆破工下井担任爆破工作时，必须携带便携式甲烷报警仪，在爆破地点每次爆破时进行“一炮三检”工作，并做好记录，上井后由发放人员填制“一炮三检”报表。
3、当班的班组长下井时必须携带便携式甲烷报警仪，并把常开的报警仪悬挂在掘进工作面5m范围内无风筒一侧，当报警时，停止工作，进行处理。
4、机电流动电钳工下井担负机电维修工作时，必须携带便携式甲烷报警仪，在检修工作地点20m范围内检查甲烷气体浓度，有报警现象时，不得通电或检修。
甲烷传感器及甲烷断电仪的配备和使用：
1、掘进工作面甲烷传感器安设在距迎头不大于5m的巷道内，其报警浓度为1.0%CH4，断电浓度为1.5%CH4，复电浓度为1.0%CH4，断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电器设备。
2、甲烷传感器应布置在巷道的上方，垂直悬挂，距顶板不得大于300mm，距巷帮不得小于200mm。
4劳动组织
采用专业工种，固定工序“三八制”作业。在工程施工的管理形式上采用项目法管理，根据作业方式、工期要求按各专业工种配备劳动力。项目部设掘进队2个，掘进队配备施工人员66人，地面辅助人员60人，井下运输队配备人员32人，通风队配备人员16人，管服人员22人，总人数260人。具体见劳动力需求计划表4-1。
劳动力需求计划表 表4-1
序号
工种名称
小班
圆班
备注
一
掘进队施工人员配备

1
打眼工
6
18

2
领钎工
2
6

3
放炮工
2
6

4
装岩工
1
3

5
锚杆、锚索安装工
2
6

6
喷浆工
2
6

7
喷浆机司机
1
3

8
上料工
2
6

9
机电维护工
1
3

10
班长
1
3

11
技术员
1
3

12
管理人员

3

13
小计
21
66
两队132人
二
井下运输队人员配备

1
小绞车司机
1
3

2
井下信号工
1
3

3
井下把钩工
2
6

4
井下推车工
4
12

5
机电维护工
1
3

6
班长
1
3

7
管理人员

2

8
小计

32

三
井下通风队人员配备
1
瓦检员
2
6

2
通风工
2
6

3
大班

2

4
队长

1

5
技术员

1

6
小计

16

三
地面辅助人员配备

1
灯房、变电所
1
3

2
压风机房
1

3
食堂

6

4
澡堂、洗衣

3

5
机电维修工
2
9

6
绞车司机
2
6

7
铲车、汽车司机
2
6

8
井口信号、把钩
4
15

9
翻矸
2
6

10
上料工
2
6

11
小计

60

四
项目管理人员配备

1
小车汽车司机

2

2
劳资、财务、预算

3

3
调度

1

4
供应

3

5
技术管理

5

6
安监

4

7
项目管理

4

8
小计

22

合计

260
5工期及工期保证措施
5.1综合进度指标及工期
根据目前我单位的技术装备水平，和我单位近几年平巷的施工经验，施工进度指标确定如下：
副立井井底车场空车线：1-1断面205.26m，锚网索喷断面25.2m2，120m/月，工期51天；附属硐室断面59.75m，锚网索喷断面13.67m2，100m/月，工期18天；
副立井井底车场重车线、辅助运输石门（主要矛盾线）：1-1断面84.213m+480m，锚网索喷断面25.2m2，120m/月，工期141天；辅助运输石门会让站，锚网索喷409m3,1500 m3/月，工期8天；2-2断面491.787m，锚网索喷断面25.58m2，200m/月，工期75天；
详见附图9，施工网络图。
5.2工期保证措施
为确保按期移交，我们拟采取如下措施：
5.2.1 技术措施
（1）要确保投标工期的实现，关键在采用先进的技术、可靠的工艺、精良配套的装备和精心组织，科学管理。为此，我们将严格按照本施工组织设计大纲优化劳动组织管理，以此作为进度和工期目标的首要保证。
（2）按工程施工网络图所示，认真搞好施工组织，最大限度减少辅助时间，抓好施工准备期的各项工作、尽可能组织平行施工。
（3）认真做好施工准备工作，确保各项工作的如期完成，搞好各项材料准备，一旦具备施工条件就能立即组织快速掘进。
（4）要依靠科技进步，不断改进工艺，在有限空间和时间内组织多工序平行交叉，减少辅助作业时间，提高循环作业图表的先进性。
（5）工程开工前，精心编制施工组织设计，并认真做好技术交底，使每人心中有数。
（6）按工程内容和要求做好设备、物资准备，对进点的器材一律进行严格检查，确保设备以完好状态投入使用。
（7）合理安排巷道与相关硐室的施工顺序。
5.2.2 组织措施
（1）选派优秀施工队伍，强化组织领导：选派一个具有丰富立井施工经验的由工程管理人员和技术人员组成的强有力的领导班子，加强领导工作；选派技术力量强、工人素质好、作风过硬的施工队伍，组成一个能打硬仗、能吃苦耐劳的战斗集体。
（2）健全制度，落实各工种岗位责任制：认真贯彻执行我公司在施工安全、计划、物资、财务和劳动纪律等方面的管理规章制度，使各项工作有章可循，使管理工作制度化、科学化。
（3）选择综合施工队劳动组织形式。正确的劳动组织形式是执行正规循环作业的组织保证，我公司多年施工实践证明，综合施工队是一种较适宜的劳动组织形式，其有利于统一指挥，统一行动，互相配合，可最大限度地调动作业人员积极性。
（4）加强调度工作，统一生产指挥。
（5）积极开展多种形式的社会主义劳动竞赛，启发职工的主人翁意识，充分调动职工的积极性和主动性。
5.2.3 经济措施
继续深入落实承包制，进一步完善工资奖金的激励机制，把工作内容、数量和具体要求，层层落实到人，把完成工作的好坏直接与个人的工资奖金挂钩，充分体现多劳多得的按劳分配原则。
6项目质量控制及质量保证体系措施
6.1质量目标
井筒掘砌工程质量优良，争创“太阳杯”。
6.2质量控制总体要求
(1)本项目将实施从签定合同起到竣工移交的全过程质量控制，以公司《质量手册》及有关程序文件为基础，针对业主的要求、有关法律法规的规定及本项目的特点，采取有效的质量管理体系，不断持续改进，最终达到业主的满意。
(2)质量控制在整个过程中将覆盖人、法、料、机、环和测量等各相关因素。采用“PDCA”的过程方法，从策划、实施、检验到处置，形成全过程的闭环管理，并不断循环上升，提高本项目的管理水平。
(3)各道工序将严格按规定要求进行自检、互检和交接检验。分项工程未经检验或已经检验评为不合格的，严禁转入下道工序。坚持使用统计方法分析各种自检、验收的工程原始数据，找出问题所在，查出原因，改进工程质量。
(4)项目经理部建立项目质量责任制和监督考核评价体系。项目经理是项目质量责任制的第一责任人。过程质量控制责任制严格落实到每一道工序和岗位。
(5)坚持和完善持续改进的质量管理。接受认证机构的每年一次的监督审核，接受公司每年两次的内部审核等。根据业主反馈信息、法律法规的要求、外、内审审核的结论、同行业的先进经验，每年进行两次的自我评价。
(6)根据公司有关文件、记录控制的程序文件，做好项目部的文件、记录控制。
(7)质量控制按图6-1规定的程序实施。
6.3施工准备阶段的质量控制
6.3.1建立质量管理组织机构
6.3.1.1质量控制程序
为确保龙泉矿井二期工程施工质量,在施工全过程中项目经理部要恪守“持续改进管理，以优质的工程和服务满足顾客要求”的质量方针，努力实现质量目标。
在从事与质量有关的各项工作与活动时，做到“有人负责、有章可循、有据可查”，接受监理公司和业主的监督和检查。
当质量体系文件不能满足工程质量或业主要求时或某些情况发生变化时，必须按公司规定的修订与批准程序对质量管理文件及时修订，以适应工程和质量的要求。
编制竣工文件
施工项目质量目标
编制项目质量计划
项目质量计划实施
施工阶段控制
技术交底
测量控制
材料控制
设备控制
计量控制
变更设计
环境保护
项目质量计划验证
持续改进
项目竣工评价
准备