主斜井井筒施工作业规程.doc

工程技术文件报审表工程名称：国投宝地能源开发有限责任公司一矿井巷工程 主斜井井筒致： 国投宝地能源开发有限责任公司： 山西中太监理建设有限责任公司： 现上报关于主斜井井筒施工作业规程 工程技术管理文件，请予审定。序号类 别编制人审批人页数1 施工组织设计2 专项施工方案3 安全技术措施4 作业规程陈 科高新良承包人：（全称及盖章）项目经理：（签名） 日期： 年 月 日监理部意见：同意 修改后再报，理由附后 重新编制，理由附后专业监理工程师（签名）：日期： 年 月 日总监理工程师（签名）：监理部（全称及盖章）：日期： 年 月 日建设单位/项目经理部意见：同意 修改后再报，理由附后 重新编制，理由附后项目管理工程师（签名）：日期： 年 月 日建设单位负责人/项目经理（签名）：建设单位/项目经理部（全称及盖章）：日期： 年 月 日国投宝地能源开发有限责任公司一矿主斜井井筒施工作业规程河南煤炭建设集团有限责任公司矿建第一分公司2012年7月10日施工组织设计/方案/措施会审表 编号： 工程名称主斜井井筒工程会审时间会审地点审查内容主斜井施工作业规程编制单位河南煤建集团矿建第一分公司参加人员会审结论：施工单位：年 月 日监理单位：年 月 日建设单位：年 月 日目 录第一章 编制概况04第一节 工程概况04第二节 编制依据04第二章 地质情况04第一节 地质构造04第二节 水文地质04第三章 井筒布置及支护说明08第一节 井筒布置08第二节 井筒支护形式08第三节 支护工艺09第四章 施工方案12第一节 井筒施工方案及施工顺序安排12第二节 施工方法及施工工艺12第五章 生产系统18第一节 通风18第二节 压风19第三节 供电19第四节 供水、排水20第五节 提升运输系统21第六节 信号、通讯、照明、视频监控系统21第七节 瓦斯监控系统22第八节 测量23第九节 砼搅拌系统23第六章 劳动组织24第七章 施工排队和工期24第八章 安全技术措施 25 第一节 一通三防25第二节 顶板28第三节 机电30第四节 提升运输 33第五节 放炮安全技术措施34第六节 其它安全措施38第九章 文明施工及环境保护措施 39第一章 编制概况第一节 工程概况一、工程名称：主斜井井筒及相关硐室二、井筒设计长度及设计服务年限：主斜井井筒长度为814m，服务年限为188a 。三、矿井简介：新疆国投宝地能源开发有限责任公司一矿位于尼勒克县城东约80km处，行政区划属伊犁哈萨克自治州尼勒克县管辖。建设规模120万t/a。矿井采用斜井开拓方式。主斜井、副斜井、回风斜井三条井筒布置于同一工业广场内。三条井筒均布置于井田东北部及中北部。第二节 编制依据1、主斜井井筒井颈及布筋图，图纸编号：S1843-111-1（修）、主斜井井筒平、剖、断面图，图纸编号：S1843-111-2（修）；2、煤矿井巷工程质量验收规范2010年12月1日实施3、煤矿安全规程2011年版；4、主斜井井筒施工组织设计等。第二章 地质情况第一节 地质构造矿区总体为一向斜构造，东部（50E48E线）向斜轴紧缩呈对称褶皱,两翼产状4553°之间；向西向斜轴逐渐变的宽缓，至47线变为不对称宽缓向斜，北翼产状37°，南翼产状平缓10°。井筒地层结合矿井的勘查报告分析确定，自上而下有：第四系（Q）、第三系渐新统中新统沙湾组（E3-N1s）、侏罗系下统八道湾组（J1b）和侏罗系三工河组下岩性段（J1s1）。 第二节 水文地质一、井筒含水层与隔水层：检1孔穿过的地层有第四系（Q）、第三系渐新统中新统沙湾组（E3-N1s）、侏罗系下统八道湾组下岩性段（J1b1）和侏罗系下统八道湾组中岩性段（J1b2）。依据设计的井筒参数结合勘探资料，井筒将穿过第四系、第三系和侏罗系地层。 1、第四系（Q）检1孔位于低丘的缓坡处，第四系地层厚度很小（厚度3.30m）为一层黑褐色的亚粘土，稍湿、具可塑性，为相对隔水层。根据勘查报告本区第四系为透水不含水层，因此井筒穿越第四系层段时应无地下水影响。但本矿井井口设计在地形低洼处，第四系地层有含水的可能，在井筒施工时要提前采取防水措施。2、第三系渐新统中新统沙湾组（E3-N1s）第三系主要是半成岩的厚层状粘土（岩）和粉砂质粘土（岩），检1号孔揭露的岩层为厚26.56m。以浅砖红色粉质粘土为主，泥质结构、块状构造，由粘土矿物构成，细腻、有粘滑感，稍湿，可塑硬塑状态，钻孔缩径，局部含灰色形状不规则的砾石。通过测试含水率10.916.5。位于第四系松散层之下，侏罗系系地层之上，与侏罗系地层呈不整合接触，该层是良好的隔水层。其底部未见第三系砂、砂砾岩层。3、侏罗系下统八道湾组浅部基岩风化裂隙水（J1s+b）赋存于侏罗系下统三工河组(J1s)及八道湾组(J1b)的碎屑岩的浅部风化带中，由砾岩、粗、中、细砂岩、粉砂岩及泥岩组成。上覆第四系或第三系。近地表岩石风化强烈，裂隙发育，接受大气降水及第四系松散岩类孔隙水的渗入补给，形成浅部基岩风化裂隙水。据勘探报告资料，风化裂隙带厚度一般1560m，大者80.01m。山地泉水出露位置各异，矿区内泉水出露标高为16872092m。泉水流量0.033.922 L/s。检1孔揭露风化带深度29.8688.50m ，厚度58.64m，由侏罗系下统八道湾组的泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、细砂岩组成。井检孔施工中对侏罗系地层进行了1次抽水试验，根据抽水试验资料、扩散法测井曲线解释资料、岩石物理性质、力学性质试验资料，对本井区侏罗系下统八道湾组（J1b）含水层、隔水层的发育特征及富水性进行综合分析，将检1孔34.0588.00m 划分为风化带含水层，其中40.5061.00m为弱含水层，61.0088.00m为极弱含水层。88.00m以下为相对隔水层。根据检1孔抽水试验资料，最大降深值（S1）41.69m时，涌水量（Q）为2.715L/S，单位涌水量（q）为0.065L/s.m，渗透系数（K）为0.21m/d。静止水位埋深34.05m，水位标高1693.51m。地下水化学类型为HCO3-(K+Na)，PH值为7.30，矿化度1.60g/L。4、侏罗系下统八道湾组层间孔隙-裂隙水（J1b）根据本矿井勘探资料，侏罗系下统八道湾组层间孔隙裂隙水，赋存于侏罗系下统八道湾组的含煤碎屑岩中，由砾岩、粗、中、细砂岩、粉砂岩、泥岩及煤组成。粉砂岩及泥岩中的孔隙不发育，构成相对隔水层。但由于其中的层间裂隙及构造裂隙有一定发育，与砂、砾岩中的孔隙、裂隙（层理、层面、片理、节理等）一起，接受大气降水及部分地表水、第四系松散岩类孔隙水的渗入补给，形成含煤碎屑岩类层间孔隙-裂隙水。为直接充水含水层。5、三工河组层间孔隙裂隙水（J1s）赋存于侏罗系下统三工河组（J1s）的碎屑岩中，由砾岩、粗、中、细砂岩、粉砂岩及泥岩组成。粉砂岩及泥岩中的孔隙不发育，构成相对隔水层。但由于其中的层间裂隙及构造裂隙有一定发育，与砂、砾岩中的孔隙、裂隙（层理、层面、片理、节理等）一起，接受大气降水及部分地表水、第四系松散岩类孔隙水的渗入补给，形成碎屑岩类层间孔隙-裂隙水。根据勘探报告ZK4701钻孔的抽水试验资料（段）：最大降深值（S1）33.83m时，涌水量（Q）为1.405L/S，单位涌水量（q）为0.04153L/s.m，渗透系数（K）为0.00614m/d。此层间孔隙-裂隙水具有承压性质，属承压水。二、地下水与地表水及各含水层之间的水力联系：矿区地下水的补给来源为大气降水、冰雪融水、喀什河水及其支流的溪沟流水。矿区内第四系松散岩类孔隙水，由于位于表层，牧草茂盛，易于接受大气降水的渗入补给，条件良好。矿区内侏罗系下统的三工河组(J1S)及八道湾组（J1b）碎屑岩表层风化裂隙水，由于表层风化裂隙发育，大多有第四系松散土层覆盖，易于接受大气降水及第四系松散岩类孔隙水的渗入补给，条件良好。矿区内侏罗系下统的三工河组(J1S)碎屑岩，在矿区内出露面积较大，表层风化裂隙发育，多有第四系松散土层覆盖。为此，其中的碎屑岩层间孔隙-裂隙水，易于接受大气降水及第四系松散岩类孔隙水、冰雪融水、溪沟切割地段中的溪沟流水的渗入补给，条件良好。但由于山高坡陡，在降雨量大的情况下，降水大多顺着斜坡流入冲沟，以地表径流的形式流入喀什河。此种情况显示补给条件较差。侏罗系下统的八道湾组(J1b)含煤碎屑岩，位于三工河组(J1S)之下，在矿区内地表出露面积极小，地层岩性多以细粒岩石为主，粉砂岩、泥岩含量较大，孔隙、裂隙也不大发育，并多呈闭合状，连通性差。为此，其中的含煤碎屑岩层间孔隙-裂隙水，不利于接受大气降水的渗入补给，在溪沟切割地段也不利于溪沟流水的渗入补给。因此，地下水的补给条件不好。通过检1孔的单位涌水量q为0.0650.139L/sm，渗透系数K为0.130.25m/d，可知八道湾组含水层富水性差，透水性弱。随着矿区内矿井不断开发及矿区内未来矿井的开发，矿井疏干排水的不断进行，各含水层之间的水力联系将逐渐减弱。主斜井的涌水量预算结果为:合计涌水量为第一段、第二段和第三段之和，即Q=33.27m3/h。第三章 井筒布置及支护说明第一节 井筒布置 主斜井井口中心坐标X=.0m，Y=.0m，Z=+1677.0m，施工方位北偏东18度，倾角为20°。井筒断面为直墙半圆拱形断面，净宽×净高=5.0m×4.1m，其中直墙高度为1.6m，净断面17.75。第二节 井筒支护形式（一）、永久支护明槽段15.965m，倾角为20°，采用双层钢筋砼支护形式，外、内层环筋为14螺纹钢，间距400mm，外、内层横筋为12螺纹钢，外层横筋间距400mm，内层横筋间距358mm。混凝土厚度：拱部400mm，墙部400700mm，砼强度等级为C30，砼垫层厚度为100，砼强度等级为C20。水沟规格：300×300mm，砼壁厚100mm，强度等级为C20。表土暗槽及风化基岩段长度为66.729m，倾角为20°，采用双层钢筋混凝土支护形式，支护形式同明槽段。基岩段长度711.795m，倾角为20°，采用锚网喷+锚索联合支护形式，锚杆为Ø20×2200mm树脂锚杆，采用全长锚固，锚杆间排距为800mm×800mm，三花布置。托盘采用150×150×6mm刚性垫板。金属网采用Ø6钢筋焊制，网格大小为100×100mm，喷射砼厚度为150mm，喷射砼强度等级为C30。锚索采用Ø15.24×6300mm钢绞线，间排距1800mm×2400mm，锚深6000mm。底板采用C20混凝土，铺底厚度为100，水沟采用C20混凝土砌筑。（二）、临时支护选用前探梁作为临时支护；每次爆破后，必须由有经验的老工人站在安全地点进行“敲帮问顶”，并设专人“观山”；确认无问题后，安设前探梁（前探梁支护采用6根Ø20×2000mm普通螺纹钢树脂锚杆吊挂，每根锚杆丝扣处加工一吊环，吊环中穿上一根4m长10#槽钢，然后在槽钢上铺设木板），然后挂网打锚杆。第三节 支护工艺（一）、钢筋砼支护 1、钢筋搭接： 35d（即环筋搭接490mm，横向筋搭接420mm）,必须绑扎牢固，两钢筋搭接处不少于3道扎丝，不得出现缺扣、松扣现象；2、钢筋焊接严格执行钢筋焊接及验收规程；3、钢筋保护层厚度：内、外层均不小于50mm（以最外边的钢筋为准），横筋绑扎在环筋的内侧（即靠近巷道中心的一侧）。 4、钢筋品种、规格、质量、性能必须符合设计要求；使用前必须保证钢筋表面清洁、无裂痕断伤及刻痕，品种、规格、质量、性能必须符合设计要求。5、钢筋搭接长度90%及以上应符合设计要求，搭接接头应错开。分段施工的井筒井壁钢筋搭接接头错开难以做到时，全截面内的钢筋应保证搭接长度符合相关规定。6、钢筋的绑扎质量应符合以下规定：扎丝规格符合设计规定；缺扣、松扣的数量不超过应绑扎量的20%，且不连续。7、钢筋绑扎尺寸允许偏差：受力筋间距±20mm、排距±10mm；箍筋、构造筋间距±30mm；混凝土保护层厚度±10mm。8、混凝土采用现场集中搅拌站搅拌或商品混凝土。9、壁后充填材料符合设计要求，充填应符合以下规定：壁后充填基本饱满密实，无明显空帮、空顶现象。10、混凝土浇筑后净宽(中线至任何一帮距离)、净高(腰线至顶、底板距离)以-30+50mm为合格。11、壁厚不小于设计30mm。12、混凝土支护的表面质量应符合以下规定：无明显裂缝，1m2范围内蜂窝、孔洞等不超过2处。13、基础深度允许偏差：0；接茬：15mm；表面平整度：10mm；14、模板采用拼装式金属模板，段高4.5米。（二）、锚网喷支护1、打锚杆眼打眼前，首先严格按巷道中、腰线检查断面规格，不符合设计要求时，必须先进行处理；打眼时要按照由外向里、先顶后帮的顺序检查顶帮，找掉活矸危岩，确认安全后方可作业。锚杆眼位置要准确，眼位误差不超过100mm，眼向误差不得大于15°。锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，打眼时应在钻杆上做好标记，严格按锚杆长度打锚杆眼，深度2.2m。打眼应按由外向里、先顶后帮的顺序依次进行。2、安装锚杆安装前应将眼孔内的积水、岩粉用压风吹干净。吹扫时，操作人员应站在孔口一侧，眼孔方向不得有人，然后把两根锚固剂送入孔底（安注锚固剂前应检查其质量是否合格，以手感柔软为合格，不合格的严禁使用）。随后将锚杆插入锚杆眼内，使锚杆顶住锚固剂，外端头套上螺帽，用带有专用套筒的锚索机卡住螺帽。开动锚索机，使锚索机带动杆体旋转将锚杆旋入锚固剂，对锚固剂进行搅拌，直至锚杆达到设计深度，方可撤去锚索机。锚杆托盘要紧贴岩面。锚杆的锚固力不得小于50KN。3、锚杆支护技术要求（1）、锚杆孔距允许偏差为±100 mm；（2）、锚杆施工角度垂直岩面，与设计轴线的夹角不得小于15°。（3）、锚杆外露长度50mm；（4）、锚杆抗拔力50KN；4、网片敷设（1）、挂网要求平整，网片要压茬连接，搭接长度不小于100mm，每隔300mm用12#铅丝绑扎。（2）、喷射混凝土时，钢筋网外保护层的喷后不得小于20mm。5、喷射混凝土（1）、准备工作A、检查锚杆安装和网片敷设是否符合设计要求，发现问题应及时处理。B、清理喷射现场的矸石杂物，接好风、水管路，输料管路要平直、不得有急弯，接头要严密、不得漏风，严禁将非抗静电的塑料管做输料管使用。C、检查喷浆机是否完好，并送电空载试运转，紧固好摩擦板，不得出现漏风现象。D、喷射前必须用高压风水冲洗岩面，在巷道拱顶和两帮拉绳安设喷厚标志。E、喷射人员要佩戴齐全防尘口罩。6、喷射混凝土的工艺要求喷射顺序为先墙后拱，从墙基开始自下而上进行，喷枪头与受喷面应尽量保持垂直。喷枪头与受喷面的距离以0.8m1.0m为宜。喷射时，喷浆机的供风压力为0.4Mpa，水压应比风压高0.1Mpa左右，加水量凭射手的经验加以控制，最合适的水灰比是0.40.5之间。喷射过程中，应根据出料量的变化，及时调整给水量，使喷射的混凝土无干斑、无流淌、粘着力强、回弹料少。一次喷射厚度：墙：50100mm，拱：3050mm为宜；7、喷射工作当班喷射工作结束后，必须卸开喷枪头，清理水环和喷浆机内、外部所有灰浆或材料。喷射混凝土回弹率不得超过15%。开机时，必须先给水，后开风，再开机，最后上料；停机时，要先停料，后停机，再关水，最后停风。喷射工作开始后，严禁将喷枪头对准人员。喷射中突然发生堵塞故障时，喷射手应紧握喷头，并将喷口朝下。8、喷射质量喷射前必须冲洗岩帮、清理浮矸，喷射均匀，无裂隙，无“穿裙”、“赤脚”。其它质量严格执行2011年版煤矿井巷工程质量验收规范。9、锚索支护锚索支护在成巷后进行。锚索规格为Ø15.24×6300mm，锚固深度6000mm，间排距1800×2400mm。锚索托盘采用厚度为20mm钢板加工制作，规格为300×300mm。锚索抗拉强度为100KN。第四章 施工方案第一节 井筒施工方案及施工顺序安排主斜井井筒施工采用多台风钻打眼，中深孔光面爆破一次成巷的施工方案。主斜井井筒选用JK-2.0/20型提升绞车配6m³箕斗、PB-90耙斗装岩机装矸、PZ-5B型喷浆机、8T自卸汽车排矸的机械化设备配套作业线。主斜井井筒施工顺序安排，按设计先开挖明槽、铺底，稳立模板、绑扎钢筋、砌筑混凝土进行永久支护至井口设计标高位置，待达到设计要求后回填明槽并夯实。明槽段开挖及砌筑砼完成后，即开始井筒正常施工。第二节 施工方法及施工工艺1、主斜井明槽段施工主斜井明槽段施工主要采用大型挖掘机开挖，汽车运输。明槽开挖护坡施工坡角53°8´。在地形条件不好时采取放阶式放坡；为确保明槽段施工安全，施工时可根据实际围岩条件对护坡进行特殊处理。如采用台阶法、支撑加固法或锚网喷砼法护坡，以减少土方超挖，确保边坡稳定。此外，明槽开挖后设观测点，观测边坡变形情况。具体情况根据实际开挖情况及时进行调整开挖方式。明槽段浇筑砼用模板采用20号槽钢加工成碹胎，10号槽钢作为内模胎板。按照测量所给中腰线校验模板规格，确保模板规格符合设计要求和验收规范规定。混凝土搅拌采用JS1000型砼集中搅拌站进行计量搅拌，或者直接采用商品混凝土进行明槽段砼浇筑。砼标号C30。浇筑顺序由里向外、先墙后拱的顺序施工，直至整个明槽段施工结束。2、主斜井暗槽段施工暗槽段设计长度为66.729m。根据建设单位提供设计图纸显示，暗槽段穿过岩层主要为卵石层、表土层和风化基岩层。该段支护形式为双层钢筋单层砼支护，支护厚度为400mm。因此施工时采取短掘短支的施工工艺。根据施工时实际揭露的围岩条件可增加金属棚+网喷作为临时支护，永久支护（钢筋混凝土）滞后临时支护一定距离平行施工。暗槽段掘进采用小型挖掘机开挖，扒矸机装矸，箕斗提升，排矸车排矸的综合机械化作业线。根据围岩条件也可采用放震动炮的方法进行爆破，挖掘机配合扒矸机装矸，人工配合风镐刷帮至设计规格。浇筑混凝土同明槽段施工工艺类同，均采用20号槽钢作为支撑碹胎的拼装式金属模板进行施工。具体根据实际揭露围岩情况编制暗槽段施工安全技术措施。3、基岩段施工基岩段施工主要采用多台风钻打眼，中深孔光面爆破一次成巷的施工方案。选用JK-2.0/20型提升绞车配6m³箕斗、PB-90耙斗装岩机装矸、PZ-5B型喷浆机、8T自卸汽车排矸的机械化设备配套作业线。两个班掘进班掘进，打拱部锚杆，喷浆临时支护。一个喷浆班在扒矸机后面进行成巷施工和水沟、台阶等附属设施的施工。爆破器材选择：凿岩机：选用YT-28型风钻打眼。钎杆：采用B22中空六角钢成品钢钎，钎杆长度为2.5m。钻头：选用42“一”字型合金钻头。炸药：选用一号岩石乳化炸药，其规格为35×200mm，每卷重150g。雷管：选用15段毫秒延期电雷管，雷管脚线长度为6m。炮眼参数：附：主斜井井筒基岩段施工炮眼布置图及预期爆破效果表。主斜井基岩段炮眼布置及装药量表眼号炮眼名称眼数眼深每个炮眼装药量合计装 药结 构起爆顺序连线方式卷数个长度(m)装填率(个)卷数(个)重量(kg)1空心眼12.000000反向装药串联27掏槽眼62.061.260365.4I814辅助掏槽眼71.851.050355.251524一圈辅助眼101.840.8444062538二圈辅助眼141.840.844568.43967周边眼291.820.422588.76893墙部眼261.840.84410415.6合计·93168.832949.35 主斜井基岩段爆破原始条件表序号名 称单位数量1掘进断面m220.1162岩石普氏系数f463工作面瓦斯情况% 4炸药和雷管类型乳化炸药，15段毫秒延期电雷管5工作面涌水情况m3/h按正常条件小于5考虑 主斜井基岩段预期爆破效果表名 称单位数量名 称单位数量炮眼利用率%93每米巷道炸药消耗量/m29.5每循环工作面进尺m1.67每循环炮眼总长度m168.8每循环爆破实体岩石m333.7每立方米岩体雷管消耗量个/m32.7单位炸药消耗量/m31.46每米巷道雷管消耗量个/m55施工时根据实际揭露围岩条件及时调整炮眼布置及装药参数。4、井筒过煤层施工主斜井井筒施工中需要揭露煤层，根据提供的资料表明，该矿井为低瓦斯矿井。但是，为了确保井筒过煤层的施工安全，必须严格按照煤矿安全规程及防治煤与瓦斯突出规定的有关规定执行。5、探煤施工时在井筒掘进工作面距煤层10m（垂距）处打2个前探钻孔，查明煤层的赋存情况及瓦斯含量、瓦斯压力等相关参数，预测煤与瓦斯突出的危险性。6、揭煤当预测为突出危险煤层时, 严格按照煤矿安全规程及防治煤与瓦斯突出规定的有关规定，采取“四位一体”的综合防突措施，在地面震动放炮揭开煤层。防治突出措施可采用抽放瓦斯和水力冲孔。在探、揭煤施工中，每班必须配备专职瓦斯检查员，负责不定时检测井筒掘进工作面的瓦斯含量，当瓦斯浓度达到1时，禁止放炮，瓦斯浓度达到1.5时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行通风处理。揭煤前应专门成立揭煤领导小组，由揭煤领导小组组长统一指挥。爆破通风30分钟后，当探头显示瓦斯浓度小于1时，首先由矿山救护队员佩戴专用防护用具进入工作面进行检查，当确认安全无误后，再由揭煤领导小组成员佩戴防护用品进入工作面进行全面检查，并向揭煤领导小组组长汇报现场情况，揭煤领导小组组长根据检查结果，确定是否恢复工作。届时单独编写井筒探、揭煤施工安全技术措施指导施工。7、井筒过断层及地质构造带施工井筒过断层及地质构造带施工，经短时间暴露就可能出现冒顶、片帮，为了保证井筒过断层及构造带的施工安全,施工时根据施工揭露围岩的稳定情况，拟采取以下措施：（1）超前导硐边刷边支法；（2）管棚法；（3）超前锚杆支护法；在断层多,围岩非常破碎,掘进后随时都有冒顶危险的地段施工,可用打超前管缝锚杆的方法,超前支护2.5m3m，以防止顶板冒落。（4）如果在施工中遇到断层破碎带等不良地质条件时，采取适当加密锚杆间排距或增挂钢筋网、增加锚索及架设金属支架等综合支护措施，同时缩小掘进进尺，以小掘进、快开挖、强支护、早封闭的原则快速通过破碎带。届时根据实际揭露围岩稳定情况另行编写专门的安全技术措施指导施工。8、井筒基岩段防治水根据提供的水文地质资料，井筒的涌水量应该不是很大；但是，矿井充水的因素比较多，特别是构造水可能对井筒施工造成影响，井筒施工应做好防治水工作。A、井筒防治水采取以疏排为主，疏排、截导、注浆封堵相结合的综合治理方法。B、因松散层潜水含水层主要受大气降水补给，为加快施工进度，应在雨季到来之前通过该段地层，并做好井口排水沟截排水，防止地面水流入井内。C、对井筒揭露的富水点及淋水段若疏干较困难，可采取直接堵漏注浆方法封堵。D、坚持“有疑必探，先探后掘”的原则。对于单层涌水量不大于5m3/h的含水层段，采取强行通过的施工方案。对于单层涌水量超过5m3/h的含水层段，采取工作面预注浆堵水的方案。根据煤矿安全规程的有关规定，在井巷工程施工期间，遇到下列情况之一者，坚持“有疑必探，先探后掘”的原则，排除水患因素之后，再行施工：（1）井巷工程要穿过主要导水断层破碎带。 （2）井巷工程临近岩溶富水地段。（3）井巷工程要穿过煤系地层主要含水层段。依据上述条款，根据井筒施工的技术特征，与岩层的空间位置关系，井筒探、堵水方案如下：在井筒施工中应及时观察岩层和水文情况的变化，发现工作面涌水量增大、岩壁出汗、岩层紊乱等出水预兆时，应依据煤矿安全规程的有关规定采取工作面超前探水的措施。依据井筒实际施工揭露的水文地质情况及岩溶裂隙承压含水层的空间位置、含水性、水头压力、补给性、涌水量等资料，拟采取如下注浆方案：（1）对井筒所穿过的断层构造带和灰岩岩溶裂隙含水层应采用工作面超前探水预注浆堵水方案，注浆浆液应优先考虑双液浆。（2）在井筒掘进施工中，应采取“探、防、堵、截、排”的综合防治水措施，把井筒含水层的涌水截到工作面的后方，为施工创造有利的条件。届时单独编写探水注浆施工安全技术措施。9、冬、雨季施工及防风沙、防雷电施工措施（1）冬季施工井口、信号房、翻矸系统等采取防冻、防滑等保护措施。（2）井口房及绞车房等采取保温、保暖措施。（3）雨季施工，砂、石材料堆要建料棚，防止砂、石料被雨水淋湿，砼搅拌站及上料系统采用防雨布遮盖。（4）对砂、石的含水率要经常进行测定，含水率超出规定的砂、石料不得用来搅拌喷射混凝土料。（5）井口及料场周围排水沟要经常进行清理，保证水沟畅通无阻。（6）施工场地加围墙，生产区房屋等临时设施尽量在井口周围布置，井口设井口棚，以减少风沙对施工的影响。（7）生产区及生活区等凡属于可能遭雷击场所均应设置避雷设施，并保证其能可靠运行。（8）做好冬季施工取暖、保暖工作，防止施工人员冻伤，保证施工设备、设施等正常运转，以免影响正常施工。（9）做好生产区及生活区的文明施工管理，对可能造成风沙地段采取切实有效措施进行处理。（10）场区主要道路要进行硬化并安排专人打扫。（11）地面施工人员要配戴防护眼罩和口罩等个人防护用品。第五章 生产系统第一节 通 风主斜井施工前期，在井口附近10m位置或在明槽段井壁中预留一通风孔位置安装二台FDB-2×15KW型对旋风机，其中一台备用；随着主斜井工程的延伸，为了满足主斜井工程施工通风的需要，中后期，安装两台FDB-2×30KW型对旋风机，其中一台备用，配备800高强胶质风筒采用压入通风方式即可满足需要。主斜井工程施工期间，采取综合防尘措施，定期冲刷巷道浮尘。井筒内每隔100m设一道水幕，掘进工作面设风水喷雾器，水中加适量降尘剂，将粉尘控制在10mg/m3以下。第二节 压 风主斜井井筒掘进时最多采用6台风钻，配合风镐施工。最大耗风量为33.5m3/min。凿井时总耗风量统计见表。 主斜井工程施工期间总耗风量表风动工具名称型号单台耗风量m3/min凿岩砌 壁数量耗风量数量耗风量台m3/min台m3/min风钻YT-284.5627气动锚杆机MQT-1205.0210风镐G101.02222砼喷射机PZ-5B8216风泵BQF-50/254.514.514.5合计33.532.5由于主副斜井及斜风井井口相错距离不远，考虑到管理统一，故把主副斜井及斜风井使用的压风机统一放置在一起，因此，主副斜井及斜风井最大理论用风量为100.5m3/min，考虑到主副斜井及斜风井施工时同时设备的使用系数0.8，则实际最大用风量为80.4m3/min。故压风站内需配备3台压风机：两台LG8/250 10KV 40m3/h型压风机，一台LG8/132 380V 24m3/h型压风机。其中两台使用，一台备用。经计算压风站和地面压风干管选用168×5mm无缝钢管，主副斜井井筒及斜风井井下压风干管选159×4.5mm无缝钢管。第三节 供电系统根据招标文件，利用甲方现场提供的10KV的电源，施工期间在施工场地附近工广内建一个10KV临时变电所，供主副斜井、斜风井施工用电，临时变电所设高爆开关9台，低压开关柜5面，变压器设5台。 S9-630/10/0.4变压器1台，供地面低压设备用电；KBSGZY-250/10/0.4/0.7变压器一台，专供通风机用电；另1台型号为KBSGZY-500/10/0.7矿用变压器，供主副斜井及斜风井井下排水与耙矸机使用。功率因数改善由负荷统计表可知，总功率因数低于0.9，采用分别在10KV、0.4KV母线上加装电容补偿的方法提高功率因数。0.4KV母线采用电容器自动补偿，总容量为350kvar，10KV母线选用TBB-1型高压电容器柜2台（10KV电容柜单独建房放置），总容量为300kvar，运行容量可随运行情况人工调整。 井筒施工期用电负荷为：施工期用电负荷为：有功功率：1947.68KW，无功功率：935.72KVAR，视在功率：2160.79KVA。详见井筒凿井期用电负荷统计表、地面10KV临时变电所供电系统图第四节 供水、排水（一）、供水主斜井施工期间用水主要是风钻打眼用水、砼搅拌站搅拌混凝土用水和生活用水，对这些地面生产和生活用水，采用甲方提供的供水水源，铺设管路将水送到各用水地点即可满足需要。井下施工用水，在主斜井井筒内各布置一趟57×3.5供水钢管，供掘进工作面用水使用。（二）、排水主斜井井筒斜长814.5米，坡度为20度。涌水量按不超过10m3/h考虑。井筒施工正常掘进斜巷时，采用二级排水方式。前期采用一级排水方式，在工作面配备两台风泵将水排至水窝处，然后再利用二台MD46-50×4水泵将水排至地面（一台工作，一台备用）。在掘进至400m处设置临时水仓，安装两台MD46-50×4型水泵（一台工作一台备用）将水仓中水直接排至地面。在工作面配备两台风泵将水排至水窝处，利用二台MD46-50×4型水泵（一台工作一台备用）将水排至临时水仓。然后通过临时水仓MD46-50×4型水泵水排至地面。主斜井井筒内敷设一趟108×4无逢钢管作为排水管路。水泵技术参数详见下表。水泵技术参数表型 号流 量 (m3/h)扬程（m）功率（KW）数 量（台）MD46-50×446200374BQF-50/2525504第五节 提升、运输系统主斜井运输系统，工作面矸石由箕斗将矸石翻入自卸汽车中，自卸汽车将矸石运至矿方指定的场所。在提升系统的选择时，充分考虑施工工期、进度和公司现有的设备，井筒快速施工的关键在于出矸的速度。主斜井井筒长度814.5米（其中表土段82.7米，基岩段731.8米），坡度20度，暗槽段掘进断面23.93米2，基岩段掘进断面20.12米2，净断面17.82米2。为满足主斜井快速施工需要，同时满足长距离提升滚筒缠绳要求,故选用JK-2.0/20提升绞车，配备6m³箕斗提升,绞车强度满足提升要求，提升钢丝绳型号为6×7-24-1770型。 第六节 信号、通讯、照明、电视监控系统（1）信号、通讯：信号、通讯供电电压不超过127V，操作电压不超过36V。信号装置采用防爆型，通讯装置采用人工供电式电话通讯，井下使用防爆型电话。另外在井口调度室配备一台程控电话交换机，每个斜井掘进工作面都安装一部防爆型电话，随时和井口、调度室保持通讯联系。（2）照明：分别在井筒内敷设一趟3×6+1×6照明电缆，供电电压127V。在井筒内均安装防爆照明灯，有利于提升、运输的安全。在每个掘进工作面的扒矸机操作地点均安装二盏防爆型投光灯进行照明，确保扒矸机的安全使用。（3）电视监控：在井口均安装摄像监控探头，把各井口的影像信息传输到提升绞车房和井口调度室，便于提升绞车司机和调度室掌握井口安全生产情况。第七节 瓦斯监控系统考虑到统一调度，统一指挥，主、副斜井及斜风井共用一套监控系统，瓦斯监控系统采用郑州市创威煤安科技公司生产的KJ169瓦斯监控系统，监控主机设在调度室，设监控分站3台，供井筒施工工作面瓦斯、风速、风机开停监控接入使用，由值班人员全天24小时监控。配瓦斯传感器6个，风机开停传感器6个，风速传感器3个，远程断电开关3个。（1）每工作面安装2个瓦斯传感器探头：T1、T2。探头T1设置在距掘进工作面小于3米处，且在风筒另一侧，探头T2设置在井筒回风口向里1015米处，距帮不小于 200mm、距顶板不大于 300mm。（2）在回风口安设1个风速传感探头，每台局部通风机安装开停传感器。（3）一氧化碳传感器