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某煤矿整合建设工程施工组织设计方案简介：

一个煤矿整合建设工程的施工组织设计方案，通常会详细规划和安排整个施工过程，以确保工程的顺利进行和高效完成。以下是一个简要的介绍：

1. 项目背景与目标：首先会介绍项目的背景，包括煤矿的地理位置、规模、整合的必要性以及工程的总体目标，如提高产能、提升安全等级等。

2. 工程范围与内容：明确工程的具体内容，包括井下开采、井筒建设、地面设施改造、环保设施安装等各个部分。

3. 施工方法与技术：选择合适的施工技术和设备，可能包括先进的开采技术、机械化作业等，以提高效率，减少人力成本。

4. 施工组织：详细规划施工流程和时间表，包括各个阶段的顺序、主要工作内容、关键节点的控制和管理。

5. 人力资源：规划劳动力配置，包括专业工种的人员配备和培训计划。

6. 物资管理：预估和管理工程所需的材料和设备，确保供应充足且及时。

7. 安全与环保措施：强调施工过程中的安全措施和环保策略，如防尘、防爆、废水处理等，确保符合法规要求。

8. 应急预案：设立应对突发事件的应急预案，如火灾、泄漏等。

9. 进度与质量控制：制定详细的监控与控制系统，确保工程按期、按质完成。

10. 经济效益分析：对整个工程的经济效益进行预估，包括成本、收益和投资回报等。

总的来说，煤矿整合建设工程的施工组织设计方案是一个综合性的计划，旨在保证工程的顺利进行，同时满足安全、环保和经济效益的要求。

某煤矿整合建设工程施工组织设计方案部分内容预览：

我矿为整合矿井，主平硐和回风平硐均利用原井筒进行扩修改造。根据现场情况并结合地质剖面图分析，主要井筒所穿越地层，多为砂岩，接近煤层有薄层炭质泥岩、泥岩，围岩条件较差。主井井筒过断层带正常情况下涌水量小。井筒除断层、车场段、表土段及顶板破碎段等特殊地质条件采用料石砌碹支护外，其余采用锚喷支护或锚网喷支护，如遇围岩良好，可根据具体情况采用喷浆支护。

第五节 井底车场及硐室

施工现场环境保护管理规定试题一、井底车场形式的确定

矿井采用平硐开拓方式，+461.1m水平布置有三个采区，矿井可依靠地面工业场地和采区车场进行调车作业，所以前期不布置井底车场。

根据矿井开拓布置，后期下山需布置1个水仓、1个水泵房、2个变电所，即+462m变电所，+360m变电所、水泵房。

+462m变电所布置在一、三采区集中轨道下车场落平点附近，为半圆拱断面，采用料石砌碹支护，净宽3.4m，净高2.9m，净断面积8.61m2，长40m。

+360m变电所、水泵房布置在四区轨道下车场落平点附近，为半圆拱断面，采用料石砌碹支护，净宽3.4m，净高2.9m，净断面积8.61m2，长40m。

第六节 大巷运输及设备

一、矿井运输方式的选择

二、主要运输巷道断面、坡度及轨型

设计+462m主平硐巷道断面6.42m2，铺设15kg/m钢轨，混凝土轨枕，轨距为600mm，煤层轨道运输巷及石门巷道断面5.23m2，坡度为3‰，支护方式为金属支架，铺设15kg/m钢轨，混凝土轨枕，轨距为600mm，采用机车运输。

矿井前期为平硐开拓，矿井整合工程竣工投产时布置1个生产采区生产，+462m 主平硐及水平运输大巷、运输石门担负煤炭、矸石、材料和设备运输任务。+462m主平硐及B2煤层轨道巷运输距离约1100m， 1号掘进工作面运输巷及运输石门运输距离约500m，2号掘进工作面运输巷及运输石门运输距离约300m。

（1）年产煤90kt；

（2）作业时间：最大班作业时间不应超过Tb=7.5h；

（3）巷道坡度：i＝3‰，重列车下坡运行；

①矿车自重q0：595kg

②煤车载重量qa：1000kg

③ 矸石车载重量qb：1800kg

（5）调车时间：运输巷车场调车时间，取θ＝30min;

（6）最长运输距离： L＝1.1km。

设计采用5t防爆蓄电池机车牵引1t矿车运输。大巷运输验算如下（以最长运输距离验算为准）：

2）蓄电池机车列车组成计算

根据矿井生产能力选用机车牵引运输方式。采用1t标准矿车，每列车由1辆机车牵引，机车粘着质量为5t，列车组成按下式计算：

（1）按重列车上坡启动条件：

式中 Q—重车组质量，t；

Pn—机车粘着质量，5t；

P—电机车的质量，5t；

g—重力加速度，9.8m2/s2；

—电机车撒沙启动的粘着系数，0.24；

α—列车启动加速度，0.04m/s2；

—重列车启动阻力系数，0.0135；

i—运输线路平均坡度，‰，对于运输大巷，3‰

Q≤=52.4t

（2）按牵引电动机允许温升条件：

式中 Fd—电机车等值牵引力，7.2kN；

a—电机车调车时电能损耗系数，1.15；

—重列车运行阻力系数，0.009；

id—等阻坡度，‰，对于滚动轴承的矿车，2‰；

—相对运行时间，经计算得0.46。

式中 —调车及停车时间，30min；

T1—列车往返一次运行时间，经计算得25.1min；

式中 L—加权平均运输距离，1.1km；

—机车平均速度，7km/h。

Q≤=130t

（3）按一个班内一台机车的电能消耗计算：

Q2=

式中 W—蓄电池组的放电容量，330Ah；

U—蓄电池组平均放电电压，90V；

—从牵引电动机到蓄电池组的总效率，0.7；

α—调车电能消耗系数，1.15；

Lm—最大运输距离，1.1km；

m—一台机车在班内的往返次数，经计算取8.2次；

—重列车运行阻力系数，0.009；

id—等阻坡度，2‰。

P—电机车质量， 5t。

Q2==47.6t

（4）车组中矿车数n的确定：

经以上3种条件计算，选取最小的电机车牵引质量为47.6t。

式中 Q—重车组的质量，t；

q—矿车载重质量,1t；

q0—矿车质量，0.595t。

2）、制动距离验算：

L=

式中 L—制动距离，m

—列车制动时的速度，7km/h；

—制动时的粘着系数，0.17。

L==8.8m

经计算，每列车的矿车数为24辆，制动距离为8.8m，符合《煤矿安全规程》在运送物料时不大于40m的规定。

3）按一次牵引24个矿车计算均方根电流值为35A,小于所选电机车电动机长时工作电流42A，证明所选电机车电动机合格。

4）、矿井运行机车台数

（1）电机车往返一次所需要时间为：

T==25.1+30=55.1min

式中 T—电机车往返一次所需总时间，min；

T1—列车往返一次运行时间，25.1min；

—调车及停车时间，30min；

（2）每台电机车每班可能运输的次数：

式中 Tb—电机车每班工作小时数，7h。

（3）每班需要的列车数：

式中 m1—每班需要的列车数，列；

k1—运输不平衡系数，1.25；

k2—矸石系数，1.2；

Ab—矿井班产量，136.4t；

n—列车中的矿车数，24辆；

q—矿车装载质量，1t。

（4）矿井所需电机车总台数：

N==1.25×8.5/8.2=1.3台

式中 1.25—备用和检修机车占工作电机车台数的系数。

六、工作面运输巷运输设备选择

矿井开采煤层倾角为40～59°(首采工作面煤层倾角为35°～40°)，为倾斜煤层。设计采用走向长壁采煤法，后退式开采，布置一个采面，采煤工作面的煤炭经顺槽SGB420/30型刮板运输机运输到溜煤眼。根据已知条件，选用SGB420/30型输送机（中部槽长1200 mm，宽B=420mm，高150 mm）：出厂长度L=100m，=12kg/m，m=80t/h，Sp=250kN，=0.85m/s，N=30kW，链条形式—单圆环链，配备电动机功率30kW，电压380/660V，转速1470r/min，紧链方式：摩擦轮。

经验算，工作面运输顺槽选用SGB420/30型刮板输送机一台，作为采煤工作面顺槽运输设备，其运输能力满足工作面生产需要，电机功率及刮板链强度效验均符合要求。1个采煤工作面顺槽安设1台刮板运输机。

第七节 采区布置及装备

矿井开采煤层倾角为40～59°，为急倾斜煤层。由于受断层影响，首采工作面布置在背斜轴部，开采煤层倾角为35～40°，为倾斜煤层。

根据矿井现场实际调查， 首采B2煤层平均厚度1.36m，为单一结构；煤层顶板为灰色薄层状泥岩，底板为灰白色粘土岩，具滑裂，具可塑性。

根据生产矿井瓦斯等级鉴定结果，我矿井属低瓦斯矿井，采用统计法预测延深水平为低瓦斯矿井，因此按低瓦斯矿井设计。

根据煤层的开采技术条件和煤层赋存条件，结合生产矿井的经验，为便于采面布置和通风瓦斯管理，设计采用走向长壁采煤法，爆破落煤、单体液压支柱配铰接顶梁支护顶板，工作面煤炭自溜，全部垮落法管理采空区顶板。

开采煤层倾角大于40°以上时，可采用柔性掩护支架采煤法，爆破落煤、柔性掩护支架支护顶板，工作面煤炭自溜，全部垮落法管理采空区顶板。

二、采煤工作面机械配备

回采工作面配置ZMS－12A型煤电钻，作为打眼工具。

首采工作面平均倾角35°，工作面采落的煤炭，自溜到工作面运输顺槽，通过1台SGB420／30型刮板输送机运输至溜煤眼装入矿车，由5t蓄电池机车牵引1t固定式矿车运输到地面。

SGB420／30型刮板输送机主要技术参数：

输送量　　　80t／h；

设计长度　　100m；

链速　　　　0.85m／s ；

电机功率　　30kw；

刮板间距 　 700mm；

链条　　　　Φ14×50；

GB／T 20688.1-2007标准下载中部槽尺寸 1200×420×150mm ；

总重　　　　6500kg。

投产时，一个采面共需使用500根支柱，工作面的上下安全出口、运输巷、回风巷的加强支柱单体液压支柱不少于60根，考虑20％的备用量，则矿井投产时需配备为660根/面。

我矿未进行矿压测定，煤层顶板岩性情况，一般用6～8倍采高的顶板岩石重量估算工作面的平均支护强度：

上式中：P─支护强度，kN/m2。

γ─顶板岩石容重，2.6t/m2。

M─平均采高GB50127-2020 架空索道工程技术标准及条文说明，取1.36m。