祁南煤矿安全改建回风井井筒基岩段作业规程改.doc

第一章 概 况
第一节、工程名称及开凿目的
1、工程名称
祁南煤矿安全改建回风井井筒
2、开凿目的
祁南煤矿安全改建工程井下供风。
第二节、作业规程编制依据
1、《淮北矿业（集团）有限责任公司祁南煤矿安全改建回风井井筒井壁结构平、剖面图》（S1384AG-118-1）；
2、《淮北矿业集团祁南煤矿安全改建回风井井筒掘砌工程施工组织设计》；
3、《煤矿井巷工程质量验收规范》(GB50213-2023);
4、《煤矿井巷工程施工规范》(GB50511-2023);
5、《煤矿安全规程》（2023年版）;
6、《煤矿建设安全规范》（AQ1083-2023）;
7、与本工程有关的国家及部颁现行国家标准、规范，行业或地方标准、规范；各种技术规范、规程、规定等。

第三节、工程概况
1、简述
祁南煤矿位于安徽省宿州市南约17km，行政区划从属宿州市北杨寨乡、桃园镇和祁县镇，交通十分便利。
回风井井筒净直径Φ7.5m，井口设计标高为+24m，井深为1030.5m,冻结深度为389（其中冻结段支护383m），+24～-359m采用冻结法施工，基岩段-359m～-1006.5m采用光面钻爆法施工。-359～-686m壁厚为550mm，为单层井壁素砼支护，砼等级强度为C40；-686～-741m（破碎带）壁厚为800mm，为双层钢筋砼支护，砼强度等级均为C45；-741～-1006.5m壁厚为650mm，为单层井壁素砼支护，砼等级强度为C45。
2、工程量
祁南煤矿安全改建回风井井筒掘砌工程量见表1-1。
掘砌工程量表 表1-1
序
号
单位工程及（分
部分项）工程
单
位
回风井筒
支护方式
1
冻结段
m
389（其中支护383m）
钢筋砼支护
2
基岩段
m
647.5（其中55m破碎带）
素砼、钢筋砼支护

3、井筒技术特性
回风井井筒技术特性见下表（1-2）
井筒技术特性 表1-2
序号
名称
单位
回风井
备注
1
井口设计标高
m
+24.0

2
井筒深度
m
1030.5

3
冻结深度
m
389（其中冻结段支护383）

4
井筒直径（净）
m
φ7.5

5
冻结段壁厚
外壁
m
0.55（0.75）

内壁
m
0.6（0.85）

6
正常基岩段壁厚
m
0.55、0.65

回风井井筒基岩段井壁结构见下表（表1-3）
井筒基岩段井壁结构特性表 表1-3
名称
工程量
（m）
净 径
（mm）
井壁结构
壁 厚

(mm)
砼强度等级
基岩段
-359～-686
7500
素砼
550
C40
基岩段破碎带
-686～-741
7500
双层钢筋砼
800
C45
基岩段
-741～-1006.5
7500
素砼
650
C45

附：祁南煤矿安全改建回风井井筒基岩段井壁结构剖面图
祁南煤矿安全改建回风井井筒基岩段断面图

第二章、工程地质及水文地质
1、 基岩段地质
祁南煤矿安全改建工程回风井井筒基岩段检查孔揭露地层自上而下有：上石盒子组、下石盒子组和山西组（部分）。
1）、二叠系（P）
本次施工揭露二叠系厚度平均1006.3m。其中上石盒子组厚786.3 m，下石盒子组厚179-205m，山西组厚21-35（部分）m。岩性重要由砂岩、粉砂岩、泥岩及煤层组成。
（1）上石盒子组（P2ss）
风检孔厚度为792m，平均786.3 m。岩性由砂岩、粉砂岩、泥岩及煤层组成，其中泥岩均厚459 m，占58％，粉砂岩厚115.3 m，占14.7％，砂岩厚212 m，占27％。含1、2、3三个煤组，其中12、23、32煤层层可采，按煤组分为四段。
3煤组下
自K3砂岩底～3煤组。厚度20～52m，平均30m左右，岩性以砂岩和泥岩为主，少量粉砂岩。底部K3砂岩为灰白色，中～细粒，成分以石英为主，次为长石，硅质胶结，具交错层理。
3～2煤组间
厚度68～125m，平均110m。本段岩性由砂岩、灰紫或灰绿色粉砂岩、泥岩和煤层组成。砂岩相对较少，上下部泥岩中含少量菱铁鲕粒。
2～1煤组间
一般厚80m。岩性以杂色粉砂岩、泥岩、砂岩和煤层组成。
该段上部岩性多为灰绿色细砂岩夹紫斑泥岩，下部为灰绿色夹紫斑泥岩，底部含少量菱铁鲕粒。
1煤组上
涉及1煤组及其以上地层。岩性为一套杂色泥岩、粉砂岩、砂岩。粉砂岩中以颜色和成分不同而显示缓波状层理，砂岩中可见交错层理，中上部砂岩粒度较下部粗且杂质增多。
上石盒子组揭露地层煤岩层厚度登记表 表1-1
孔 号
揭露厚度m
泥岩m
比例℅
粉砂岩m
比例℅
砂岩m
比例℅
煤m
比例℅
风检孔
792
459
58
97
12
229
29
7
1
（2）下石盒子组（P2x）
风检孔揭露全厚179 m。岩性重要由砂岩、粉砂岩、泥岩及煤层组成。其中泥岩厚81-99 m，占45-49％，粉砂岩厚33-34 m，占18％，砂岩厚61-70 m，占47％。含4、6、7、8、9五个煤组，其中揭露61、7煤层可采， 8、9煤（组）沉积缺失。按煤组分为两段。
中、下部富煤段
6煤层（组）至9煤下铝质泥岩，厚度93～127m，平均112m。岩性由砂岩、粉砂岩、泥岩、铝质泥岩和煤组成，植物化石丰富，含煤层数多，含煤性好，是本矿井重要含煤段。含6、7、8、9四个煤层（组）。底部为铝质泥岩，其颜色为浅灰白色，夹有紫、黄、绿色花斑，具鲕状结构，鲕粒分布不均匀，成份为菱铁质。由于本段以三角洲平原相沉积为主，所含煤层在局部区域不同层位遭受到不同限度的分流河道侵蚀，导致煤层不稳定或大面积缺失或不可采。
上部含煤段
本段自6煤层（组）以上至K3砂岩底。厚度110～130m，平均114m左右，岩性重要由灰～深灰色泥岩、粉砂岩、浅灰色砂岩及煤层组成。在粉砂岩和泥岩中，含较多鲕状和姜状菱铁质结核。本段含煤性较差，仅含4煤层（组），不可采。在4煤层（组）附近见较多植物化石。

下石盒子组揭露地层煤岩层厚度登记表 表1-2
孔 号
揭露厚度(m)
泥岩(m)
比例℅
粉砂岩(m)
比例℅
砂岩(m)
比例℅
煤(m)
比例℅
风检孔
179
81
45
34
19
61
34
3
2
（3）山西组（P2s）
本次只有两孔揭露到该组上段（10煤层之上）21～35m。岩性以泥岩为主，夹粉砂岩和砂岩。泥岩厚10-26 m，占48-74％，粉砂岩厚3 m，占12％，砂岩厚6-8 m，占28％。砂岩重要为浅灰～灰白色细粒砂岩，具交错层理。

山西组揭露地层煤岩层厚度登记表 表1-3

孔 号
揭露厚度m
泥岩m
比例℅
粉砂岩m
比例℅
砂岩m
比例℅
煤m
比例℅
风检孔
35
26
74
3
9
6
17
/
/
本矿井属于高瓦斯矿井。根据水文地质柱状图井筒涌水量暂按小于10m3/h考虑。
2、井筒水文地质
（1）二叠系含水层
1、32～4煤间砂岩裂隙含水层(段)
厚度为60～100米，其中K3砂岩厚0-30米。 K3为灰白色中细粒砂岩，裂隙发育不均。根据风检孔抽水实验及流量测井成果：水位标高2.12m，q=0.211L/s.m，属中档富水性。K=0.541m/d。
2、6～9煤间砂岩裂隙含水层(段)
厚度 30～40m岩性为中细砂岩为主，夹泥岩、粉砂岩，裂隙一般不发育分布较稳定。根据风检孔抽水实验及流量测井成果：水位标高2.12m，q=0.011L/s.m，属弱富水性。K=0.023m/d。
（详见附图：回风井井筒基岩段预测地质柱状图）。

第三章 施工工艺
第一节、施工方案
井筒基岩段施工优选最佳施工方案，以实现安全、快速、质优为目的。最大限度地推广采用新技术、新工艺、新材料、新设备，严格按照ISO9001～2023质量体系程序运营，保证工程施工的每一个阶段、每一个环节、每一道工序都处在受控状态，保证工程质量所有合格。
采用国内先进的立井混合作业技术，使用整体活动式金属模板砌壁，固定段高4m。
基岩段采用伞钻打眼，5m中深孔光面光底爆破，中心回转抓岩机装岩，两套单钩吊桶提高，座钩式自动翻矸。高度为4m的整体活动式金属模板砌壁，一掘一砌。井口布置2台JS-1000型混凝土搅拌机搅拌,混凝土搅拌好后通过混凝土溜槽放到井盘上的HTD-2.4底卸式吊桶内，由底卸式吊桶经主副钩提运至吊盘喇叭口处安设的分灰器上，打开吊桶底部，将砼卸出。砼经分灰器向三个方向同时下料，随浇随振捣。
第二节、施工方法
完毕冻结段套壁施工后，下放吊盘至工作面，排出工作面积水，清淤，然后拆除第四层吊盘。先进行探水，原套壁前预埋3根探水管，运用伞钻打眼进行探水（眼深10m），如探水期间出水，孔内出水超过2m³时，应及时采用工作面预注浆（注浆措施另行编制）。破除止浆垫后采用钻眼爆破方法掘进（破除止浆垫措施另行编制），掘进段高达4m时，按照设计规定，找平工作面，组立刃脚及整体活动式金属模板，超平找正后浇筑混凝土。
1、井筒基岩段段正常施工
根据回风井立井井筒穿过的地层地质及井筒设计特性，在保证施工安全的前提下，严把质量关，把握有利的时机，组织快速施工。其具体施工环节：掘进—找平—立模—浇筑砼—掘进（拆模）。
采用普通钻爆法施工，采用机械化配套短段掘砌混合作业方式，伞钻打眼，5m中深孔光面光底爆破，HZ-6中心回转抓岩机装岩，双提高绞车配以4m3、5 m3吊桶提高矸石，座钩式翻矸至溜槽滑落到地面再由装载机装入翻矸车，按甲方指定地点进行排矸。使用整体活动式金属模板砌壁，掘砌段高4m, 一掘一砌。（根据地质柱状图显示，回风井井筒基岩段共穿过7层煤层，揭煤安全措施另行编制）
2、破碎带施工
1）锚网喷临时支护
按照设计图纸-686～-741m为破碎带，壁厚为800mm，共55m。该段掘进段高达2m时，帮部达成设计半径后，及时采用锚网喷临时支护，喷厚为70mm，初喷混凝土强度为C20；采用直螺纹等强锚杆，规格为Φ22×2500mm，间排距为800×800mm(允许偏差为±100mm)，每孔采用2块K2350锚固剂锚固；钢筋网采用Φ6钢筋焊接而成，规格为：2023×1800mm，钢筋网中的间距为150×150mm，网片压茬为100mm。锚网喷支护高度达4m时，下放模板浇筑砼，按此顺序直至破碎带掘砌结束（破碎带施工安全技术措施另行编制）。
2）钢筋砼支护
该段为双层钢筋混凝土支护，内、外竖筋规格均为Φ20mm直螺纹钢筋，采用搭接方式连接，间距为250mm，竖筋搭接长度为500mm（25d）,竖筋每模用量为外层113根、内层96根;内、外环筋规格均为Φ22mm直螺纹钢筋，采用搭接方式连接，排距为200mm，环筋筋搭接长度为550mm（25d），砼强度为C45。

1、掘进
（1）钻眼
采用SJZ-6.10型伞钻钻眼，眼深5m。配B25mm中空六角钻杆，φ55mm十字形钻头。伞钻运用4.0m绞车下放至工作面，打眼前按设计规定按炮眼布置图画出轮廓线，采用定人、定位、定眼、定机分区作业，严格按爆破图表施工。
（2）爆破
选用煤矿许用二级岩石水胶炸药，药卷规格为Φ45×500mm×900g，使用直眼掏槽方式掏槽，实现中深孔光面、光底爆破。
选用1，3，5，7，9段毫秒延期电雷管，反向装药，串并联的联线方式，由地面专用380V电源起爆，全断面一次爆破。
装药前将炮眼内残渣用压风吹净，并检查炮孔深度是否符合设计规定，然后按爆破设计规定装填药卷。为保证爆破的可靠性，减少爆破网路电阻，联线时四芯电缆并做两芯用。爆破规定及措施：1）、严格按爆破图布置炮眼。2）、严格执行放炮管理制度。
回风井基岩段爆破原始条件
序号
名 称
单 位
数 量
备 注
1
井筒深度
m
1030.5

2
井筒净径
m
7.5

3
井筒荒径
m
8.8

4
掘进断面
m2
60.8

5
岩石条件

f=4-6
6
沼气条件

双突
7
涌水情况
m3/h
< 10

回风井基岩段爆破预期效果表
序号
名 称
单 位
数 量
备 注
1
炮眼运用率
%
90

2
每循环进尺
m
4

3
每循环爆破实体岩石量
m3
243.28

4
每循环炸药消耗量
kg
343.5

5
每循环雷管消耗量
发
151

6
单位岩体炸药消耗量
kg/ m3
1.57

7
单位岩体雷管消耗量
发/ m3
0.69

回风井井筒基岩段爆破参数表
圈

别
炮眼

名称
眼号
眼
数
个
圈径

（m）
眼距

（mm）
眼深

（m）
炮眼
角度
（度）
炸药
种类
每孔装药量
装药

结构
装药

系数
起爆顺序
药
卷
直
径
mm
联线方式
备 注
卷数
（个）
重量
（kg）
1
掏槽眼
1～8
8
1.8
706
5.2
90
水胶

炸

药
4
3.6
连续
0.48
Ⅰ
45
串

并

联
炸药选用煤矿许用二级岩石水胶炸药，Φ45*500mm，每卷重0.9kg.
2
扩槽眼
9～20
12
3.0
785
5.0
90
3.5
3.15
连续
0.45
Ⅱ
3
辅助眼
21～40
20
4.6
722
5.0
90
3
3.6
连续
0.38
Ⅲ
4
辅助眼
41～66
26
6.2
749
5.0
90
3
3.6
连续
0.38
Ⅳ
5
辅助眼
67～98
32
7.6
746
5.0
90
3
2.7
连续
0.38
Ⅴ
6
周边眼
99～151
53
8.7
515
5.0
89
2.5
2.25
间隔
0,32
Ⅵ
合计

151

342.5

（3）装、运岩石方式
1、装矸方式
运用HZ-6中心回转抓岩机将矸石装入吊桶（装满系数不得超过0.9）。
抓岩机抓岩的顺序为抓出水窝→抓出罐窝→抓取边沿矸石→抓井筒中间矸石。
2、提运方式
井下将矸石装入4.0m3、5.0m3吊桶后，通过主、副提高绞车将吊桶提至二台，座钩式自动翻矸到地面，运用ZL-50型装载机装入翻矸车内，排至建设单位指定的排矸地点。
（4）模板工程
因井筒水文地质复杂，模板要与上模井壁接茬一致，保证浇筑混凝土的连续性，提高井壁的封水性能。砌壁采用整体活动式金属模板砌壁，模板分直模和刃脚两部分，高度为4m，半径3750mm。为防止模板变形，设计尺寸半径应放大30mm（3780mm）。模板采用4台16T稳车悬吊，模板和刃脚用螺栓连接在一起，所有螺栓紧固结束后，按井筒中心线进行校核模板，保证井壁净半径符合验收规范规定，然后浇筑混凝土。
（五）混凝土工程
采用ZL-50型装载机供料，2台JS-1000型计量搅拌机进行搅拌混凝土。通过2.4m3底卸式吊桶，由地面运送到井下，在上层盘安设分灰器，分灰器通过6寸钢丝胶管直通模板内，进行浇筑，采用振动棒振捣混凝土。
（六）、混凝土的浇灌：
a、在浇灌混凝土前必须把接茬处解决干净，刃脚底口用矸石铺平，最后撒上一层黄砂，为防止跑浆。
b、浇筑砼时要垂直、对称入模，下料要均匀，连续分层浇筑，层厚300mm，以保证模板稳定。
c、要随浇筑随振捣，用振动棒将混凝土振捣密实，振捣方式：快插慢拔、深度适宜分层振捣、振捣均匀。杜绝狗洞、蜂窝、麻面的出现，以保证井壁质量。
d、对接茬施工应严格规定，在浇筑接茬时，边浇筑边振捣，保证混凝土饱满、接茬密实。
e、每次浇筑完混凝土后，要对模板进行清理，并涂油养护。
第四章 劳动组织
第一节 劳动组织及劳动力配备
本工程采用项目部施工管理，项目经理1人，副经理3人，另设技术股、材料股、经管后勤股、安调站负责平常管理工作。劳动组织采用综合施工队形式，按专业化班组配备，井下实行滚班制作业，地面辅助人员实行“三八”制作业。
附：劳动力配备表
回风井井井筒基岩段施工劳动力配备表
序号
工种名称
打眼班
(人)
平底班
(人)
砌壁班
(人)
出矸班
(人)
清底班
(人)
圆班
一
井下工

88
1
施工队大班
10
10
2
伞钻司机
8

8
3
放炮工
6

6
4
抓岩司机

1

1
2
5
砌壁工

16

16
6
出矸清底工

10

6
8
24
7
吊盘信号工
2
2
2
2
2
10
8
井下把钩工
2
2
4
2
2
12
二
地面生产辅助工

57
1
井口信号工
2×3
6
9
水泵工
1×3
3
10
机电修理工
3×3
9
2
井口把钩工
5×3
15
3
绞车工（双钩）
4×3
12
4
大班机电修理工

12
合 计

145
设立大抓、伞钻、吊泵、运转包机组，进行设备的动态检修，保证设备的完好运营。
第二节、循环作业图表及经济技术指标
为保证正规循环作业的完毕，施工作业要根据劳动组织的人员配备，合理安排工序，工序和工序之间尽量做到交叉进行，平行作业，以充足运用工作时间，提高工时运用率。
附：循环作业图表
第三节、经济技术指标表
经济技术指标表
项 目
单 位
指 标
每日计划循环数
个
1
循 环 率
%
85
日 进 度
m
4
圆 班 出 勤 数
个
188
（涉及机关后勤人员）

图4-2

图4-3
第五章 生产辅助系统
第一节、一通三防

一、通风系统选型
凿井期间，在井筒内布置一趟φ900mm抗静电、阻燃的胶质风筒，在井口附近安设两台（一台备用）FBD-Ⅱ-№8.0/2×45KW 型风机，其风量为467~923m3/min，风压为2023～8057Pa。
1、 回风井风量验算
1、按人数计算：Q1=4N=4×25=100m3/min
式中：Q1—掘进工作面实际需要的风量，m3/min。
N—掘进工作面同时工作的最多人数，取N=25人。
2、按炸药量计算：Q2=7.8/t=511.86m3/min。
式中：Q2-爆破后工作面所需风量，m3/min。
t-爆破后井筒通风时间，40min
A-井筒全断面爆破的炸药量，343.5㎏
S-井筒净横截面积，44.16m2
K-淋水系数，K取0.3
L-井筒炮烟稀释安区距离，L=300m
3、按最小风速计算：Q=60VS=60×0.25×44.16=662.4m3/min
式中：V—风速，煤巷掘进最低风速为0.25m/s， S—巷道的净断面积，m2。
4、通风机最大风量Qmax=Q2×1.25=662.4×1.25=828m3/min
2 、回风井风压验算
H=R×Q2×Q高效=34.95×13.8×12.5=6028.88Pa
式中: H-压入式风机全压，Pa
R-胶质风筒风阻，
R=Rm＋Rz＋Rc=3.3×10.4+0.38+0.25=34.95Pa·s2/m3
Q2-工作面所需风量，Q2=828m3/min=13.8m3/s
Q高效-通风机高效风量，Q高效=749m3/min=12.5m3/s
由上述计算得知，所选通风系统满足井筒施工用风需要。
二、火灾防止
1、 建筑消防水池，储备足够的消防器材，各车房（压风机房、变电所、绞车房、稳车房、供应仓库等）及生活区，要配备两个以上的消防器材及专用砂箱，井口配备水泵、管路等灭火设施，并划分责任区由专人负责。
2、 井口房不得有明火，井口20米内严禁烟火和使用火炉。
3、 井口井下需要进行焊接或明火作业时，必须制定专项措施。
4、 电器设备运营、检修按照《电气运营规程》执行。
5、 易燃物品单独存放，妥善保管，使用过的棉纱、破布立即清理，易燃物品附近严禁烟火。
6、 用明火的地方，必须由专人负责，项目部组织防火安全大检查，重点检查车间及生活区。
7、 电器设备定期检查，保证其防爆性能。
8、 火灾发生后应立即采用如下解决措施：
（1）火灾发生时，应一方面判明起火的部位和燃烧的物资特性，并迅速进行灭火。
（2）灭火人员应根据起火物资特性，合理采用有效的灭火方法。如：切断电源、撤离氧气瓶、乙炔和乙炔发生器等受热易爆设备，对的选用灭火器材。
（3）灭火工作必须有专人负责，统一指挥，防止导致混乱。
（4）灭火时，应采用防中毒、倒塌、坠落伤人等措施。
（5）为了便于查明起火因素，灭火过程中要尽量注意观测起火部位、蔓延方向等，灭火后应保护好现场。
三 、综合防尘
1、井下掘进采用湿式凿岩。
2、控制风压，减少粉尘。
3、加强通风管理，保证工作面有足够供风量。
4、做好个人防护措施。
吊盘要及时打扫干净，每次放炮后要加强井下通风，施工人员必须戴好防尘口罩搞好个人防护。
四、瓦斯防止
1、建立健全通风瓦检制度，配备合格的专职瓦检人员。
2、加强通风管理，防止瓦斯积聚。
（1）选择合理的风机，保证工作面供风量。
（2）加强通风系统管理，防止漏风，通风设施采用风电闭锁、瓦斯电闭锁。
3、防止瓦斯爆炸和燃烧
（1）下井人员严禁携带烟火，电气焊作业要有烧焊报告。
（2）井下要用防爆型电器设备，并定期检修，保证其防爆性能。
（3）井下电缆要做到“三无”（即无明接头，无鸡爪子和无羊尾巴）。
（4）井下严禁带电检修。

第二节、压风系统
1、压风机
根据施工方法及施工机具配备，井筒使用SJZ-6.10型伞钻配YGZ-70型导轨式凿岩机（6部）进行钻眼作业时耗风量最大。
最大同时耗风量
Qmax=αβγΣnKq=1.1×1.1×1.0×1×1.0×68=82.28m3/min
式中：α-管网漏风系数，α=1.1
β-风动机械磨损耗风系数，β=1.1
γ-高原修正系数，γ=1.0
n-同型号风动工具使用数量，n=1
K-同型号风动工具使用系数，K=1.0
q-风动工具耗风量，伞钻68m3/min
在回风井井口地面附近合适位置设临时压风机房一座，其内安设2台MM250-42.5/1510型和二台MM110-20/706型螺杆式空压机，满足施工压风的使用规定。
2、压风管路
井筒内布置一路φ160×8PEC塑料管作为压风管。
压风管内径d=
=
= 0.139m
式中：Q—最大消耗风量
P0—吸气大气一般为0.1Mpa
P1—管道中空气的平均压力一般为0.5～0.9Mpa，取P1=0.9Mpa
W—管道内压缩空气流速一般5～10m/s取 W=10m/s
由上述计算得知，回风井安设一路φ160×8PEC塑料管作为压风管可以满足其井下施工用风需求。
第三节、供电系统
一、 供电系统
我单位已在回风井井口附近建一10KV临时变电所，为保证供电的可靠性，该临时变电所采用双回路供电，并综合考虑二期施工负荷。一回、二回10KV电源采用MYJV22-8.7/10KV，3×120mm2电缆分别从矿方10KV不同母线处取得。地面安设两台S11-800/10/0.4中性点接地变压器（一台备用）为回风井地面所有低压设备提供380/220V三相四线制电源。地面安装二台KBSGZY-31/6/1140(660)变压器为轴流风机、井下动力设备提供三相三线1140/660V电源。
二、通讯、信号及照明
1、 通讯
运用程控电话，实现项目部与外界各单位通讯联系。地面井口信号室与绞车房通过简易对讲电话专线联系(配备2台对讲机)；井口信号室与井下吊盘设防爆电话专线联系，保证正常提高；通讯电缆运用MYA23 5×2×0.5电缆，该电缆沿吊盘悬吊绳敷设。
2、信号
地面井口主、副钩提高信号室与井筒吊盘之间均设专线127V声光信号系统。主副钩提高均选MKVV22 10×2.5电缆，两根电缆均沿吊盘悬吊绳固定敷设到吊盘。地面井口信号室与翻矸平台、绞车房之间均安装220V专用声光信号。
127V信号电源取地面井口ZBZ-4.0/1140(660)M照明信号综合保护装置。220V信号源取自绞车房。
3、 照明
井筒内一层吊盘安装2盏DGS-60/127B防爆白炽灯，二层吊盘安装4盏DGS-60/127B防爆白炽灯，三层吊盘安装4盏DGS-60/127B防爆白炽灯作照明光源；此外在三层吊盘上装设三盏KBT-125W防爆投光灯，为第四层吊盘拆模提供照明。井筒内动力照明电缆选用MYQ3×35＋1×16电缆，该电缆沿吊盘6号悬吊绳敷设至吊盘，其它支线照明电缆，选用MY-300/500阻燃电缆。127V照明电源取自吊盘上ZBZ-4.0/1140(660)M专用照明信号综合保护装置。
第四节、排水系统
一、排水系统
为保证井筒施工速度，井筒施工视涌水情况采用综合治理方案，立足打干井。当涌水量小于10m3/h时，对井壁淋水（或渗水）进行“截、导、疏、堵”等措施，使工作面涌水量达成最小，然后采用吊桶排水，即用抓岩机抓岩把水带到吊桶内，或用风泵把水排到吊桶内提到地面排放；前期当井深小于600m，涌水量大于10m3/h时，工作面涌水运用风动隔阂泵排至吊盘上水箱内，经一台DC50-80×9（Q=50m3/h，H=741m，）卧泵通过一路φ108mm排水管排至地面。后期当井深大于600m，涌水量大于10m3/h时，工作面涌水运用风动隔阂泵排至吊盘上水箱内，经一台DC50-90×12（Q=50m3/h，H=1080m，）卧泵通过一路φ108mm排水管排至地面。在井深900m以下，涌水量大于30m3/h时，采用二台DC50-90×12（Q=50m3/h，H=1080m，）卧泵并联（另备一台）通过一路φ108mm排水管排至地面。（750m以上采用φ108×4mm排水管，750-900m采用φ108×5mm排水管，900m以下采用φ108×6mm排水管）。
1、水泵选择
H=h/ηs=（h1+h2）/ηs=1024.63/0.95=1078.56m＜1080m 满足规定
式中 h-排水测定高度,m
h1-吸水管高度,4.63m
h 2-排水管高度,1020m
ηs-水管效率,取0.87～0.95
2、排水管直径选择
D=0.0188 =0.0188×=0.094m=94mm
井下施工时最大涌水量按50m3/h计算：
Q-井下涌水量Q=50m3/h
VC -管子内水速度1.5～2.2m/s,取2m/s
3、排水管管壁厚的计算：
δ=0.5×d×（－1）－δc
其中：-管壁厚度，cm
d-为排水管内径，cm，取d=10cm
—为管材的允许应力，Mpa，无缝钢管=80 Map
P—为管内液体压力，Mpa，P=1.1（h1+h2）
为管壁附加厚度，cm取=0.18cm
通过计算得出：当=0.6cm=6mm时， h1=1060m
=0.5cm=5mm时， h1=935m
=0.4cm=4mm时， h1=790m
因此，在垂深750m以上采用φ108×4mm的无缝钢管；垂深750-900m采用φ108×5mm的无缝钢管；垂深900m以下采用φ108×6mm无缝钢管作为排水管，且满足排水规定。
第五节、测量工作
1、甲方应在矿控制网基础上提供近井点和井筒＋字中线基点以及水准点，作为乙方施工测量的起算数据。
2、由甲方提供：工广平面图，井筒锁口平断面图，井筒水平断面和＋字中线的垂直断面图，井筒和各巷道硐室连接部分的施工图。作为施工测量的标定依据。
3、井筒的掘砌方向，采用在井筒中心下放锤球为主，所用的锤线钢丝应有2倍以上的安全系数并不得有扭曲、破折和打结的现象，锤重应随着井深而加重。当井筒超过500m以上时，为减小重砣摆动，可将重砣放入事先准备好的稳定液中。
4、井筒的高程控制，采用长钢尺导入法，将地面水准点标高导入井下基准点上，至少丈量两次，两次相差小于1/8000m，取其平均值为最终值。
5、在施工测量中，严格遵守《煤矿测量规程》规范规定，作好平时测量记录，整理好原始资料，建立测量台帐，严格执行复测复算制度。
第六章 安全技术措施
第一节、施工准备
施工前，由技术人员（编写人员）负责传达批准的《施工作业规程》，传达后进行考试、签字，成绩合格方可下井作业。不合格的人员必须补考，补考合格后再下井作业。工人学习、考试成绩分别登记在《施工作业规程》学习考试登记表上备案。
第二节、钻眼爆破、火工品管理安全措施
1、严格按爆破图表布眼、装药和联线放炮。
2、放炮母线不能同钢管、钢轨等导体接触。用380V电源放炮，在接通前，井筒内电力设备必须断电。
3、放炮员必须持证上岗。
4、封泥长度：眼深0.6～1.0ｍ，封泥不得小于眼深一半；眼深超过1.0ｍ，封泥不小于0.5ｍ；眼深2.5m以上封泥不小于1.0m。
5、放炮前必须按规定在井口设立警戒，设备必须提到吊盘上，吊盘距工作面30m以上，防止崩坏设备。放炮员最后升井，放炮前发出警戒信号。
6、放炮后通风不少于30分钟，吹散炮烟后，班长、放炮员、瓦检员一方面下井检查工作面有无瞎炮，确认安全后，施工人员方可下井作业。
7、瞎炮解决必须在班长直接指挥下，严格按《煤矿安全规程》第342条解决，其它无关人员撤离工作面。雷管炸药分开下井，并事先告知绞车司机及把钩、信号工慢速下放，速度不大于1m/s，只许放炮员随罐同行。
8、放炮人员完毕装药和联线工作后，吊盘提高到安全高度后人员所有升井，井口人员所有撤离，打开井盖门，方可放炮。
9、采用安全性能好的水胶炸药，毫秒延期电磁雷管,合理选取爆破参数，放炮前认真检测，保证放炮时的稳定起爆。
10、爆破作业必须执行“一炮三检制”。
11、放炮开关必须设箱并上锁，钥匙由放炮员随身携带。
12.井下爆破工作必须由专职爆破工担任，并严格按作业规程及爆破说明书规定进行爆破作业，爆破作业必须执行“一炮三检”（装药前、爆破前、爆破后检查瓦斯浓度）。
13.爆破作业必须严格执行“三遍哨子制”（一响撤人、二响爆破、三响解除）、“三保险”制度（拉线、设立警标、吹哨）和“三人连锁”制度。
14.不得使用过期或变质的爆炸材料，不能使用的爆炸材料必须交回火药库。
15.爆破作业必须使用煤矿许用炸药和煤矿许用毫秒延期电雷管，煤矿许用炸药安全等级为二级乳化炸药，煤矿许用毫秒延期电雷管最后一段延期时间不得超过130ms。
16.本作业面有煤尘爆炸危险时，必须使用毫秒延期爆破。掘进工作面应全断面一次起爆。严禁使用2台发爆器同时进行爆破。
17.爆破工必须把炸药、雷管分开存放在专用的爆破材料箱内，并上锁，严禁乱仍乱放。爆破时必须把爆炸材料箱放到警戒线以外的安全地点。
18.从成束的电雷管中抽取单个电雷管时，不得手拉脚线硬拽管体，也不得手拉管体硬拽脚线，应将成束的电雷管顺好，拉住前端脚线将电雷管抽出。抽出单个电雷管后，必须将其脚线扭结成短路。
19.装配起爆药卷时，必须遵守以下规定：
⑴必须在地面炮头房进行。严禁在爆炸材料箱上装配起爆药卷。装配起爆药卷数量，以每次装药数量为准。
⑵装配起爆药卷必须防止电雷管受震动，冲击、打断脚线和损坏脚线绝缘层。
⑶电雷管必须由药卷的顶部装入，严禁用电雷管代替竹、木棍扎眼。电雷管必须所有插入药卷内。严禁将电雷管斜插在药卷的中部或捆在药卷上。
⑷电雷管插入药卷后，必须用脚线将药卷缠住，并将电雷管脚线扭结成短路。
20.装药前，一方面必须清洗炮眼内的煤粉或岩粉，再用木质或竹质炮棍将药卷轻轻推入，不得冲撞或捣实。炮眼内的各药卷必须彼此密接，有水的炮眼应使用抗水型炸药。装药后。必须把电雷管脚线悬空，严禁电雷管脚线、爆破母线与运送设备、电气设备以及掘进机械等导电体相接触。
21.炮眼封泥应用水炮泥，水炮泥外剩余的炮眼部分应用粘土炮泥封实，严禁用煤粉、块状材料或其他可燃性材料做炮眼封泥。无封泥、封泥局限性或不实的炮眼严禁爆破。严禁裸露爆破，严禁放糊炮，严禁使用非发爆器起爆。
22.装药前和爆破前有下列情况之一的，严禁装药、爆破：
（1）爆破地点附近20m以内风流中有瓦斯浓度达成1.0%。
（2）炮眼内发现异状、温度骤高骤低，有显著瓦斯涌出、煤岩松散现象；
（3）掘进工作面风量局限性。
23.爆破前加强对固定机械设备和电缆的保护，并将流动设备移出工作面。警戒人员必须在井口20米内设警戒。警戒线处应设立警戒牌、栏杆或拉绳。
24.爆破母线和连接线应符合下列规定：
⑴爆破母线必须保证其有良好的绝缘，严禁爆破母线有破皮和接头。
⑵爆破母线和电雷管脚线、脚线和脚线之间的接头必须互相扭紧并悬挂，不得与轨道、金属管、金属网、钢丝网、钢丝绳等导电体相接触，悬吊爆破母线的钢丝绳除外。
⑶只准采用绝缘母线单回路爆破，严禁用轨道、金属管、金属网、水或大地等当做回路。
（4）爆破前，爆破母线必须扭结成短路。
25.井下揭、过煤层爆破必须使用发爆器。发爆器必须采用矿用防爆型（矿用增安型）。
26.每次爆破作业前，爆破工必须做电爆网路全电阻检查（引爆前把两条爆破母线用手指压在两个测量端子上，如测量灯亮说明各雷管线联结良好；否则会出现哑炮，应检查线路排除故障，测量合格后再起爆）。严禁用发爆器打火放电检测电爆网路是否导通。发爆器必须统一管理、发放。必须定期校检发爆器的各项性能参数，并进行防爆性能检查，不符合规定的严禁使用。
27.爆破工必须最后离开爆破地点，并必须在地面安全地点起爆。
28.发爆器的把手、钥匙必须由爆破工随身携带，严禁转交别人，不到爆破通电时，不得将钥匙插入发爆器。爆破后，必须立即将钥匙拔出，摘掉母线并扭结成短路。
29.爆破前，脚线的连接工作可由通过专门训练的班组长协助爆破工进行。但爆破母线连接脚线、检查线路和通电工作，只准爆破工