晋牛主斜井井筒施工作业规程.doc

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1、山西晋煤集团临汾晋牛煤矿投资有限责任公司90Kta矿井改造工程主斜井井筒施工作业规程 编制单位: 重庆千牛建设工程有限公司晋牛项目经理部编制日期: 2012年3月10日第一章 概述4第一节 工程概况4第二节 编写依据4第二章 水文及地质条件4第一节 地质条件4第二节 水文条件7第三章 巷道布置及技术特征11第一节巷道位置11第二节 施工条件11第三节 巷道布置11第四节 巷道技术特征11第五节 使用材料规格12第四章 施工方法13第五章 掘进施工作业13第一节 掘进施工工艺流程13第二节 施工作业13第三节 运输作业15第四节 超前支护、临时支护及控顶距要求15第五章 永久支护19第一节 施工

2、设备、工具及材料19第二节 支护方式20第六章 顶板支护质量监测22第七章 通风工作24第一节 风量计算24第二节 压风25第三节 防尘25第四节 防灭火25第五节 安全监控25第八章 供电、供水、排水、供风设备及能力26第一节 供电26第二节 供水26第三节 排水27第四节 供风27第九章 施工组织管理27第十章 主要经济技术指标28第十一章 主要安全技术措施及避灾路线29第一节 预防冒顶堵人安全技术措施29第二节 预防透水事故安全技术措施29第三节 预防瓦斯积聚安全技术措施30第四节 预防火灾安全技术措施30第五节 防止片帮伤人安全技术措施30第六节 运料安全技术措施31第七节 综合防尘安

3、全技术措施31第八节 皮带使用安全技术措施31第九节 溜子使用安全技术措施31第十节 保证煤质、提高块率的安全技术措施32第十一节 锚杆巷道顶板监测安全技术措施32第十二节 钻机的操作、使用及注意事项32第十三节 顶板管理安全技术措施33第十四节 防止巷内产生静电火花安全技术措施34第十五节 安装、回收安全技术措施34第十六节 挑顶及处理网兜、补打锚杆锚索安全技术措施35第十七节 高空作业安全技术措施36第十八节 高冒区充填管理安全技术措施36第十九节 其它相关安全技术措施37第二十节 避灾路线38第十二章 工程质量标准38第一节 基本项目38第二节 允许偏差项39第三节 保证质量措施39第一

4、章 概述山西晋煤集团临汾晋牛煤矿投资有限责任公司煤矿位于临汾市尧都区土门镇老腰、小腰、上庄村及枕头乡后掌村一带。地理坐标：北纬：361148361423东经：11118211112153。临(汾)黑(龙关)县级公路从井田中北部东西向通过，往东30km沿临(汾)黑(龙关)公路可达南同蒲铁路临汾火车站，同时可达大(同)运(城)高速公路及霍(县)候(马)一级公路。交通较为便利，2010年1月28日山西省国土资源厅颁发的C号采矿许可证批复山西晋煤集团临汾晋牛煤矿投资有限责任公司开采2-11号煤层，兼并重组后的矿井生产能力为90万t/a。矿井采用斜井开拓方式，利用已有老君庙井筒进行改造，即刷大并延伸老君

5、庙煤矿副斜井仍作为晋牛煤矿副斜井；刷大并延伸原有回风斜井作为主斜井；利用原有回风立井井筒并装备梯子间作为回风井及安全出口。第一节 工程概况工程概况：晋牛煤矿投资有限责任公司主斜井由原回风斜井改造。原回风斜井长207.731m，倾角3/8，净宽3.1m，净高2.445m，净断面6.4m。改造方案为：利用并刷大其一、二段井筒（长度207.731m）,在此基础上，方位角不变，以倾角17.5延伸53.039m，这样主斜井井筒长度260.77m，净宽5.0m，净高4.0m，断面17.32m。布置一条1000mm宽，运量260t/h的带式输送机，作为煤炭运输。同时布置一套架空乘人器，用于运输人员上下井。井

6、筒内敷设消防洒水管路以及下井电缆，同时用于安全通道。 第二节 编写依据1、晋煤集团晋牛煤矿投资有限责任公司主斜井井筒工程招标文件。2、晋煤集团晋牛煤矿投资有限责任公司主斜井井筒工程，平面图、剖面图、断面图。3、煤矿井巷工程质量验收规范GBJ50213-20104、煤矿井巷工程质量检验评定标准 MT5009-945、煤矿安全规程（2011年版）6、锚杆喷射混凝土支护技术规范GB50086-20017、山西省煤矿建设安全规定（试行）8、建设工程安全生产管理条例国务院令第393号文9、工程建设标准强制性条文矿山部分建设标准200192号文10、煤炭工业建设工程质量管理规定11、煤炭工业煤矿井巷工程建

7、筑安装工程单位工程质量保证资料评级办法12、煤炭建设工程质量技术资料管理规定与评级办法13、建设工程质量责任主体和有关机构不良记录管理办法2003年7月1日实行。6、现行国家标准、行业标准及其它有关规范、规定。第二章 水文及地质条件第一节 地质条件一、地层本井田位于山西省霍西煤田霍州矿区南西部。井田为基岩半裸露区，在沟谷及山梁出露陶系中统峰峰组、石炭系中统本溪组、石炭系上统太原组、二叠系下统山西组及下石盒子组、二叠系上统上石盒子组地层、第四系分布于山梁及沟谷两侧。根据地表出露情况及钻孔揭露资料，将井田地层由老至新分述如下：1、奥陶系中统下马家沟组（O2x）岩溶裂隙含水组 岩性以厚层白云质灰岩为

8、主，中厚层石灰岩、薄层白云质泥质灰岩互层，厚40-130m，岩溶、裂隙、溶隙、溶孔发育。2、奥陶系中统上马家沟组（O2s）岩溶裂隙含水组岩性为豹皮状厚层灰岩，CaO含量高，杂质少，厚40-130m，岩溶裂隙发育。3、奥陶系中统峰峰组(O2f)为含煤地层基底，一般厚度90.80110.44m，平均100.50m。分为上下两段。下段岩性为灰及深灰色泥灰岩及石膏层，夹薄层厚层状石灰岩，石膏层多为纤维状。上段岩性为灰色厚层状石灰岩，夹薄层泥灰岩。4、石炭系中统本溪组(C2b)平行不整合覆盖于峰峰组之上。厚度9.14-25.90m， 平均为20.16m，由灰色及浅灰色铝质泥岩、石灰岩、灰黑色泥岩、粉砂岩

9、、中细粒砂岩、不可采的极不稳定12煤层及“山西式铁矿”组成。5、石炭系上统太原组(C3t)整合覆于本溪组地层之上。K1石英砂岩底至K7砂岩底，厚度为72.68-100.06m，平均85.42m。为本区主要含煤地层之一。岩性主要以灰黑色泥岩、粉砂岩、中细粒砂岩、石灰岩(K2、K3、K4)及煤层(5、6上、6、6下、7、7下、8、9、9+10+11、11下号)组成。本井田内9+10+11号煤层稳定可采，其它煤层为不可采的不稳定煤层。分三段叙述如下：（1）、下段(C3t1) K1石英砂岩底至K2石灰岩底，厚度12.08-22.78m，平均17.58m。K1为中细粒石英砂岩，钙质或硅质胶结，致密、坚硬

10、，厚1.107.23m，平均2.42m。为灰白色铝土岩夹黑色泥岩，含不稳定的薄层状石灰岩及9、9+10+11、11下煤层，其顶部为9、9+10+11号煤层，9+10+11煤层稳定，厚度大，结构复杂，为本区的主要可采煤层之一。9煤层稳定，大部与10+11煤层合并，分叉区内9煤层零星可采。（2）、中段(C3t2) K2石灰岩底至K4石灰岩顶，厚28.67-43.15m，平均36.65m，该层灰岩全区稳定，岩性主要以深灰色K2、K3石灰岩、灰黑色泥岩、粉砂岩、灰色中细粒砂岩及7、7下、8号薄煤层组成。K2石灰岩全区稳定，厚9.6213.26，平均11.62m，岩性为深灰色生物碎屑石灰岩，含燧石结核，

11、夹泥岩簿层；其上为黑色泥岩夹8号煤层，8号煤层上为K3灰岩，厚度1.95-8.05m，平均6.10m，全区稳定。K3石灰岩之上为泥岩、细砂岩、砂质泥岩和粉砂岩，夹7、7下号两层薄煤层。本段顶部为K4石灰岩在本区极不稳定，厚0.37-2.85m，平均1.71m。K4石灰岩之下为砂质泥岩和粉砂岩，夹7、7下薄煤层。7、7下、8号煤层在本井田未见可采点，为不稳定不可采煤层。（3）、上段(C3t3)从K4石灰岩顶至K7砂岩底，厚22.5642.20m，平均30.44m，由砂岩、粉砂岩和泥岩组成，其主要特点是该段上下均为灰白色或灰黑色砂岩或粉砂岩，中间为厚层灰黑色或黑色泥岩，含5、6上、6、6下不可采薄

12、煤层。底部K5砂岩，厚0.957.81m，平均3.910m，岩性为灰白色中细粒砂岩，层面富含黑色有机质。5、6上、6、6下号煤层在本井田未见可采点，为不稳定不可采煤层。6、二叠系下统山西组(P1s)整合覆于太原组之上，K7砂岩底至K8砂岩底。厚度为24.75-43.01m，平均34.81m。为本区主要含煤地层之一。岩性主要以黑灰色泥岩、粉砂岩、砂质泥岩和灰白色细粒砂岩为主，含1、2上、2、2下、3、3下号煤层。其中2号煤层为可采煤层。其它煤层均为不可采煤层。7、二叠系下统下石盒子组(P1x)与下伏山西组地层呈整合接触，由K8砂岩底至K10砂岩底， 厚度106.00147.60m，平均123.1

13、8m ，据岩性组合特征可分为上、 下两段：下段(P1x1)由K8砂岩底至K9砂岩底，厚度为52.5073.20m，平均59.90m 。岩性主要以灰白色细中粒砂岩为主，夹灰色、深灰色粉砂岩、泥岩及薄煤线。底部为K8砂岩，厚度1.20-12.75，平均6.73m，岩性为灰白色、巨厚层状中、粗粒砂岩，成分多以石英为主，长石次之，分选较好，孔隙式胶结，K8砂岩不稳定，局部相变为粉砂岩或砂质泥岩。下部以灰色、深灰色、灰黑色泥岩、粉砂岩为主，夹1-3层薄煤线。上部以深灰色泥岩、粉砂岩为主，局部夹一层煤线；上段(P1x2) K9砂岩底至K10砂岩底，厚度为53.5074.40m，平均63.28m。岩性主要由

14、灰绿色粉砂岩、灰绿色含紫色斑块泥岩及灰绿色中粒砂岩组成。底部K9砂岩为绿色中粒砂岩，碎屑含量约90,主 要 由75的石英和10的长石组成，杂基占10，主要为水云母、高岭石等粘土矿物，分布较均匀。其上多以灰色、深灰色粉砂岩为主，夹紫色斑块的灰绿色泥岩，是K9砂岩的辅助标志层。顶部为紫红色、灰绿色铝质泥岩，巨厚层状，俗称“桃花泥岩”，是确定K10 砂岩的辅助标志层。8、二叠系上统上石盒子组下段(P2s1) K10砂岩底至K12砂岩低，厚度一般为200m左右，本井田内保留厚度约160m，为黄绿色、紫红色泥岩、粉砂岩夹中、细粒砂岩组成。底部为K10砂岩，厚度4.9511.00m，平均7.93m，为黄绿

15、色中细粒长石石英砂岩，底部为粗粒或含砾。9、第四系中更新统（Q2）厚2050m，平均35.00m。岩性以浅黄色亚粘土、亚砂土、耕植土及钙质结核等组成。二、含煤地层本井田含煤地层包括石炭系中统本溪组、上统太原组及二叠系下统山西组、下石盒子组。其中太原组、山西组为主要含煤地层，前者含主要可采9+10+11号煤层，后者含主要可采2号煤层，本溪组、下石盒子组含12层薄煤层。现就主要含煤地层简述如下：（一）太原组（C3t）（1）、下段(C3t1)K1石英砂岩底至K2石灰岩底，厚度12.08-22.78m，平均17.58m。K1为中细粒石英砂岩，钙质或硅质胶结，致密、坚硬，厚1.107.23m，平均2.4

16、2m。为灰白色铝土岩夹黑色泥岩，含不稳定的薄层状石灰岩及9、9+10+11、11下煤层，其顶部为9、9+10+11号煤层，9+10+11煤层稳定，厚度大，结构复杂，为本区的主要可采煤层之一。9煤层稳定，大部与10+11煤层合并，分叉区零星可采。（2）、中段(C3t2)K2石灰岩底至K4石灰岩顶，厚28.67-43.15m，平均36.65m，该层灰岩全区稳定，岩性主要以深灰色K2、K3石灰岩、灰黑色泥岩、粉砂岩、灰色中细粒砂岩及7、7下、8号薄煤层组成。K2石灰岩全区稳定，厚9.6213.26，平均11.62m，岩性为深灰色生物碎屑石灰岩，含燧石结核，夹泥岩簿层；其上为黑色泥岩夹8号煤层，8号煤

17、层上为K3灰岩，厚度1.95-8.05m，平均6.10m，全区稳定。K3石灰岩之上为泥岩、细砂岩、砂质泥岩和粉砂岩，夹7、7下号两层薄煤层。本段顶部为K4石灰岩在本区极不稳定，厚0.37-2.85m，平均1.71m。K4石灰岩之下为砂质泥岩和粉砂岩，夹7、7下薄煤层。7、7下、8号煤层在本井田未见可采点，为不稳定不可采煤层。（3）、上段(C3t3)从K4石灰岩顶至K7砂岩底，厚22.5642.20m，平均30.44m，由砂岩、粉砂岩和泥岩组成，其主要特点是该段上下均为灰白色或灰黑色砂岩或粉砂岩，中间为厚层灰黑色或黑色泥岩，含5、6上、6、6下不可采薄煤层。底部K5砂岩，厚0.957.81m，平

18、均3.910m，岩性为灰白色中细粒砂岩，层面富含黑色有机质。5、6上、6、6下号煤层在本井田未见可采点，为不稳定不可采煤层。（二）山西组（P1s）K7砂岩底至K8砂岩底，厚度为24.75-43.01m，平均34.81m。 底部K7砂岩为灰灰白色中细粒砂岩，厚1.36-9.60m，平均4.01m。中下部为黑灰色泥岩、砂质泥岩及3、3下号煤层组成，含少量植物化石，上部由黑灰色粉砂岩、砂质泥岩、细粒砂岩及1、2上、2、2下号煤层组成，含丰富的植物化石。2号煤层为赋煤区全区稳定可采煤层。1、2上、3下号煤层在本井田未见可采点，为不稳定不可采煤层。2下号煤层仅一个孔可采。3号煤层在本井田仅见2个不连续可

19、采点，为不稳定不可采煤层。三、井田构造受区域克城南湾里复式向斜构造的控制，本井田为一轴向北东的褶曲构造，地层总体向北倾斜，倾角一般5-12，井田内发育9条褶曲， 2个陷落柱，未发现断层，现将本井田内发育的褶曲、陷落柱构造叙述如下：1、褶曲1)、S1向斜位于井田北部边界一带，轴向为N 24ES 79E， 两翼岩层基本对称，倾角6-8，轴长3.3km 。2）、S2背斜位于井田北西部ZK3-4南，轴向为N 61E，两翼岩层基本对称，倾角6-8。轴长1.1km 。3）、S3向斜位于S2背斜南，轴向为N 69-42E，两翼岩层基本对称，倾角6-8。轴长1.5km 。4）、S4背斜位于井田中部补5、补8、

20、补3南一带，轴向为N 63-39E，两翼岩层基本对称，倾角6-8。轴长3.5km 。5）、S5向斜位于井田中南部补4、ZK3-2、补10南一带，轴向为N 43E，北西翼岩层缓，倾角6-8，南东翼岩层陡，倾角8-12。轴长3.2km 。6）、S6背斜位于井田中南部煤层露头一带，轴向为N 37E，北西翼岩层陡，倾角8-12，南东翼岩层缓，倾角8-10。轴长2.0 km 。7）、S7向斜位于井田南部S6背斜东一带， 轴向为N 21E， 两翼岩层基本对称，倾角6-10。轴长2.0km 。8）、S8背斜位于井田南东部，轴向为N 39E，两翼岩层基本对称，倾角8-10。轴长2.5 km 。9）、S9向斜位

21、于井田南东部，轴向为N 38E， 两翼岩层基本对称，倾角6-10。轴长2.0km 。四、陷落柱1）、X1陷落柱位于井田的北西部边界花山东一带，呈椭圆形，长轴呈北东向，轴长200m，短轴呈北西向，轴长180m。刁尚沟矿2号煤层巷道揭露。2）、X2陷落柱位于井田的南东部边界上庄村北西一带，呈椭圆形，长轴呈北西向，轴长70m，短轴呈北东向，轴长50m。原上庄矿9+10+11号煤层巷道揭露。五、煤尘、瓦斯、自然、地温和矿压1、根据山西晋煤集团临汾晋牛煤矿投资有限责任公司矿井瓦斯涌出量预测报告的批复，晋牛煤矿0.90Mt/a规模，开采2号煤层时，矿井最大绝对瓦斯涌出量7.61m3/min，最大相对瓦斯涌

22、出量4.02m3/t；开采9+10+11号煤层时，矿井最大绝对瓦斯涌出量7.38m3/min，最大相对瓦斯涌出量3.90m3/t。属低瓦斯矿井属低瓦斯矿井。2、2、9+10+11号煤层煤尘均有爆炸危险性。3、本井田2、9+10+11自燃倾向性等级为级，自燃倾向性为自燃煤层。4、2、9+10+11号煤层最高地温分别为13.2、14.5，地温总体变化向向斜轴部增高，这是因为向斜轴部煤层埋藏较深，随煤层埋深的增加而地温增高。地温梯度在0.6-1.7/100m，平均为1.2/100m；恒温带深度120-150 m。总之，本区为地温属正常区。未发现地压异常区。第二节 水文条件一、地表水系井田地表沿临(汾

23、)黑(龙关)县级公路展布东西向分地表水岭。分水岭南侧发育西坡河、老窑庄河，分水岭北侧发育洞上河、凤岭河、河底河。井田地表大气降水汇集于分水岭两侧沟谷或河流；洞上河、凤岭河、河底河往北至井田北部边界汇入王家崖河，王家崖河往南东经土门至临汾汇入汾河；西坡河、老窑庄河往南至井田南部边界汇入仙洞沟河，仙洞沟河往南东至临汾汇入汾河；汾河往南西经侯马、新绛至河津禹门口注入黄河。本井田属黄河流域，汾河水系。井田地表发育的西坡河、老窑庄河、洞上河、凤岭河、河底河均为季节性水流基本常年无水，仅在雨季有短时流水，流量极小，河床为现代冲积、洪积层，调查的最高洪水位线均在水文地质图上填绘。井田内各井口标高与所处地段的

24、最高洪水位及有无洪水威胁。见附表井田内各井口与所处地段洪水位线关系调查单位：晋城泽祥勘探测绘有限公司 矿井名称或编号开采煤层井口标高所处地段最高洪水位线有无洪水灌井威胁2-82平峒11451140无2-92平峒11531140无2-102平峒11631155无2-112平峒11911130无2-122平峒12011130无2-232平峒11781140无2-142平峒11651140无2-152平峒12001140无2-162平峒12001120无2-172平峒12041150无2-182平峒12251150无2-192平峒12251130无2-202平峒12101130无2-212平峒117

25、81100无2-222斜井11351140无2-232平峒11841120无2-242平峒11931100无2-252平峒1186100无2-262平峒11481120无2-272平峒11601120无2-282斜井11171120有2-292平峒11851120无2-302平峒11201125有2-312斜井11681120无2-322斜井11321125无2-332斜井11201125有2-342斜井11401125无10-19+10+11平峒11201110无10-29+10+11平峒11221110无10-39+10+11平峒11151110无10-49+10+11平峒11451140

26、无10-59+10+11平峒11281120无10-69+10+11平峒11351130无10-79+10+11平峒11421130无10-89+10+11平峒10801085有10-99+10+11平峒10761060无10-109+10+11平峒1110990无10-119+10+11平峒988990有10-129+10+11平峒985950无二、主要含水层井田的含水层自下而上有：1、奥陶系中统石灰岩岩溶裂隙含水层（I）主要富水含水层为中奥陶统峰峰组上段及上马家沟组二、三段，以厚层状石灰岩及泥岩为主，岩溶裂隙发育，奥灰顶部具古风化壳，钻孔冲洗液消耗量达15m3/h，埋藏浅，接受补给条件较好

27、，属富水性强含水层组。1990年8月20日-1990年10月14日山西煤田地质勘探144队乔家湾详查时曾在井田北东部约1.5km处施工1703号水文孔，对O2f+O2s进行抽水试验资料，水位标高为828.66m，单位涌水量为1.015L/s.m； 2010年6月5日2010年8月26日，山西省煤炭地质144勘查院在本井田西部（X=.39 Y=.71 H=1267.56）豹子沟煤矿施工了BZG1水文孔，对O2f+O2s进行抽水试验资料，水位标高为594.27m，单位涌水量为1.0392L/s.m；属富水性强的溶隙含水层。1703孔施工时间较长，岩溶孔水位下降。本报告采用BZG1水文孔资料推测本井

28、田奥灰水水位标高为565595m（详见地形地质图）。2、太原组石灰岩（K4、K3、K2）岩溶裂隙含水层主要由K4、K3、K2三层石灰岩组成，为9+10+11号煤层直接充水含水层。K2灰岩平均厚度11.62m，岩石致密坚硬，K3灰岩平均厚度6.10m，K2、K3灰岩裂隙多由方解石脉充填，裂隙不发育，钻孔冲洗液消耗量较大,在施工过程中，K2灰岩大部分钻孔出现掉钻漏水现象，掉钻高度0.501.50 m，难以堵漏，漏水现象很严重。据井田北部约5km处的乔家湾煤炭详查区1703号钻孔抽水试验单位涌水量为0.0094-0.133L/sm，渗透系数为0.010740.0119m/d，水质类型为HCO3CO3

29、-Ca型水，属富水性弱中等的溶隙含水层。3、山西组（K7）砂岩含水层K7砂岩岩性以细粒砂岩为主，常相变为粉砂岩，裂隙不发育。钻孔消耗量小于0.05m3/h，裂隙不发育，富水性弱，属富水性弱的裂隙含水层。4、下石盒子组（K9、K8）砂岩裂隙含水层砂岩含水层位于2号煤层以上，K9、K8砂岩裂隙含水层为2号煤层直接充水含水层，岩性为灰白色、灰绿色、黄绿色厚层状石英长石砂岩，多为钙质胶结，裂隙稍发育，钻进消耗量小于0.05m3/h。据井田西部约6km处的乔家湾煤炭详查区901号钻孔抽水试验水位标高为1238.09m，单位涌水量为0.0097L/s.m，渗透系数为0.0119m/d，水质类型为HCO3C

30、O3Na型水，属富水性弱的裂隙含水层。富水性与蓄水构造及风化裂隙有关。5、上石盒子组底部（K10砂岩）裂隙含水层砂岩含水层较稳定，多呈透镜体，岩性为黄绿色，浅灰绿色中细粒厚层状石英长石砂岩，埋藏浅时，风化裂隙及节理发育，局部含小砾。泉水流量0.22L/s，因此，该层富水性为较弱裂隙含水层。6、第四系砂砾层孔隙潜水含水层分布于山间河谷及沟谷地带，主要由砂质粘土、粘土、砂砾石层组成，厚0-10m，赋存孔隙水，富水性受季节影响明显；总体上富水性较弱，仅做一般生活用水。据民井提水试验得知，涌水量为1.35L/s，单位涌水量1.96L/s.m，渗透系数19.77m/d。三、隔水层1、下石盒子组泥岩、粉砂

31、岩隔水层（K10砂岩底至K8砂岩顶）隔水层主要由泥岩、粉砂岩夹有砂岩而组成，其间夹有裂隙不发育或稍发育的中粒砂岩，厚度变化大，一般厚90m左右，致密岩层对地表水及潜水起隔水作用。2、太原组上部泥岩、粉砂岩隔水层（2号煤下至K3石灰岩顶） 隔水层由泥岩、粉砂岩夹有细粒砂岩组成，层位稳定，一般厚30m左右，在无断层贯通情况下，太原组石灰岩溶隙水将不会影响上组煤的开采。3、 太原组下部至奥灰之间泥岩、粉砂岩、石英砂岩隔水层（9+10+11号煤底板至O2f）隔水层主要由本溪组铝土岩、泥岩、粉砂岩、石英砂岩等组成，由于沉积时古地形起伏不平，因而厚度变化较大，厚25-35m之间，对下伏奥灰含水层具有良好的

32、隔水作用。第三章 巷道布置及技术特征第一节巷道位置1、地面位置：主斜井井口中心坐标X=.745、Y=.672、Z=+1105.446。地面标高+1105.446，井底标高+1071.474。地面竖向交错排开主斜井、副斜井和回风立井。主斜井距副斜井约400m、副斜井距回风立井约700m。地面相对位置及建筑物：四周有原老君煤矿宿舍楼、办公楼以及其他房屋，井下施工对地面建筑物无影响。2、井下位置与四邻采掘情况：井下近邻无其他矿井井巷开拓（现有地质资料提供）。3、巷道用途：主斜井用于矿井生产期间的煤炭运输及人员升、入井。4、服务年限：58.9年5、施工期限：主斜井自2012年3月开工，预计2012年9

33、月竣工。第二节 施工条件1、主斜井井口坐标：X=.745、Y=.672、Z=+1105.446、a=1514141。自井口0m施工至41.441m以坡度-7施工，41.441m至67.621m以坡度-7变-2（a=5、R=、T=13098、KP=26180，单位为mm）施工，67.621m至180.68m以坡度-2施工，180.68m至207.732m以坡度-2变17.5（a=1530、R=、T=13609、KP=27052，单位为mm）施工，207.732m至260.77m以坡度-17.5施工至井底煤仓。（附巷道断面图）2、巷道底板起伏不平，运输线路复杂，运输设备多，因此，运输过程中要加强运

34、输管理。第三节 巷道布置设计蓝图显示在原有回风斜井改扩为主斜井担负煤炭提升任务，兼进风井及安全出口；主斜井半圆拱断面，净宽5.0m，净高4.0m，净断面积为17.32m，斜长为260.77m（其中：钢筋砼段92.621 m，素砼段168.149m）井筒落底于15号煤层底板，井筒内每40m设一个躲避硐。第四节 巷道技术特征1、主斜井井筒由原回风斜井的井筒长207.732m，倾角3/8，净宽3.1m，净高2.445m，净断面6.4m。刷大其井筒（长度207.732m）在此基础上，方位角不变,以倾角17.5延伸53.039m，这样主斜井井筒长度260.77m，净宽5.0m，净高4.0m，断面17.3

35、2m。（1-1断面）为钢筋砼支护形式，直墙半圆拱断面，设计尺寸为：净宽5m、墙高1.5m、净高4m，净断面17.32，左帮基础0.25m、右帮基础0.5m，支护厚度为0.45m，强度C30；主钢筋选用直径20mm的螺纹钢，箍筋选用用直径8mm的圆钢。铺底0.1m，水沟设计宽0.3m、净深0.2m、支护厚度0.1m。铺底、水沟砌碹混凝土强度等级均为C20。（2-2断面）为素砼支护形式，直墙半圆拱断面设计尺寸为：净宽5m、墙高1.5m、净高4m，净断面17.32，左帮基础0.25m、右帮基础0.5m，支护厚度为0.45m，强度C30。铺底0.1m，水沟设计宽0.3m、净深0.2m、支护厚度0.1m

36、。铺底和水沟砌碹混凝土强度等级均为C20。（3-3断面）为素砼支护形式，直墙半圆拱断面设计尺寸为：净宽5m、墙高1.5m、净高4m，净断面17.32，左帮基础0.25m、右帮基础0.5m，支护厚度为0.45m，强度C30。铺底0.1m，水沟设计宽0.3m、净深0.2m、支护厚度0.1m，井筒内17.5斜巷段设计台阶净宽0.5m、高0.25m。铺底、台阶和水沟砌碹混凝土强度等级均为C20。沿井筒向下每隔40m（斜长）设置一个躲避硐，设计断面为直墙半圆拱形，断面设计尺寸为：净宽1.5m、墙高1.5m、净高2.25米、深1.5m、基础0.25m、净断面为3.13，支护形式素砼，厚度0.2m，强度为C

37、30。2、巷道技术特征井筒特征表序号特征主斜井1井口54坐标X.745Y.6722井口标高（m）+1105.4463井底标高（m）+1071.4744井筒长度（m）260.775角度8/3/17.56宽/净直径5.0m7净断面17.328井筒方位角（）15141419井筒形状半圆拱10支护形式（表土段/基岩段）钢筋砼/素砼11支护厚度45013井筒装备1.0m宽胶带输送机+架空乘人器，无台阶和扶手14管路消防管一趟15动力电缆有16信号电缆备注进风主斜井断面技术特征见（井筒施工图）第五节 使用材料规格1、钢筋：规格20的螺纹钢筋，规格8的圆钢。2、锚杆：规格202400mm的树脂螺纹钢锚杆。托

38、盘规格150mm150mm。3、网片：采用6.5钢筋焊接而成，规格10002000mm，网孔100mm100mm。4、锚固剂： MSK2360树脂药卷（每孔两卷端锚支护）。5、喷射混凝土材料：水泥：42.5矿渣硅酸盐水泥；砂：粗砂；石子：粒径510mm。速凝剂采用XPM砼外加剂，添加量为水泥量的百分之三到百分之五。6、浇筑混凝土材料、配比及强度水泥：42.5矿渣硅酸盐水泥；砂：粗砂；石子：粒径1030mm。强度等级：C30.配合比（kg）：水泥1:砂子1.37：石子2.55。水灰比：0.41。7、铺底、台阶和水沟混凝土材料、配比及强度水泥：42.5矿渣硅酸盐水泥；砂：粗砂；石子：粒径1020m

39、m。强度等级：C20。配合比：以工程质量检验站配比单为准。第四章 施工方法一、作业方式本井筒为扩修井筒施工，设计扩掘后先采用锚网喷作临时支护。因此施工时先扩巷掘进至井底煤仓，然后再由井底向上进行混凝土浇筑，此施工方案有两大优点：一施工速度快。二混凝土浇筑接茬少，整体连接好，规格尺寸误差控制较好，无论是观感或强度质量较高。二、施工组织三、八制作业，每班掘进、打顶部锚杆、挂网、出矸（每班一循环）；每天留三小时喷浆；每班一名验收员负责本班的安全和工程质量，一名班长全面指挥生产，一名电工巡进检查设备运转情况。三、掘进方式：炮掘四、循环方式及循环进度循环方式：单/双排多循环作业方式1、当顶板完整，煤、岩

40、体完好，采取双排多循环作业方式：一次施工两排，每个生产班巷道一个循环，循环进度1.6m。2、若地质条件发生变化,如顶板破碎、片帮严重、底鼓、淋水严重等，采取单排多循环作业方式，一次施工一排，循环进度0.8m。3、采用的施工技术：放炮作业施工、激光仪指向施工。第五章 掘进施工作业第一节 掘进施工工艺流程工艺流程：炮掘：交接班安全检查打炮眼、装药、联线、放炮通风、瓦斯、安全检查临时支护攉矸运输（备料）自检、搞文明生产下一个循环。第二节 炮掘施工作业一、开工准备开工前认真检查风机、风筒、电、水、压风、凿岩、装岩、运输机械设备及锚杆、金属网材料是否合格齐全到位；风量、水量、水压、供电是否合乎施工要求；

41、工作面及巷壁是否安全可靠，顶板是否有离层、松动现象；工作面锚杆支护是否符合设计和施工要求；工作面方向方位、巷道断面轮廓是否符合设计和施工要求；矿山压力是否有异常显现；工作面涌水是否有异常现象等。遇有问题应按施工安全技术措施整改合格后方可开工。二、爆破孔定位1、根据激光指向仪给出的控制点在爆破工作面测出巷道断面中心线，根据中心线和爆破图表确定巷道外轮廓线、炮眼位置，并在炮眼位置用自喷漆或黄泥作出标记。2、 按光面爆破和循环进尺要求进行爆破参数的设计, 为保证爆破效果,周边眼向外扎50mm左右。 3、炮眼深度：根据循环进尺安排确定一般页岩炮眼深度1.8m，并根据围岩性质合理调整爆破深度。三、钻孔采

42、用YT-7655型风力凿岩机钻孔，4台凿岩机同时作业。四、装炸药爆破 1、装药结构：正向连续装药结构。2、起爆顺序：辅助眼、周边眼起爆。3、连线方式：采用串、并联连线方式。4、爆破采用毫秒延期雷管起爆。5、装药工作，严格按爆破设计要求的数目和方式装药,爆破孔采用事先加工好的炮泥封堵。脚线的连接工作可由经过专门训练的班组长协助爆破工进行，爆破母线连接脚线、检查线路工作，只准爆破工一人操作。主斜井（1-1、2-2断面）爆破原始条件表序号名 称单位数量1爆破断面m216.5882岩石普氏系数F预计463工作面瓦斯情况%低瓦斯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/h5m3

43、/h主斜井（1-1.2-2断面）炮眼布置及装药量表眼号炮眼名称眼数（个）眼深（m）每个炮眼装药量总装药量炮孔角度起爆顺序装药结构连线方式水炮泥封泥长度卷数（个）长度(m)卷数(个)重量(kg)122辅助眼221.820.4448.890正向装药串并联每眼一个500mm2346周边辅助眼241.820.4489.6904784周边眼381.810.2387.66V8591底眼71.820.4142.83V合计91163.814428.8主斜井（1-1.2-2断面）预期爆破效果表序号名称单位数量序号名称单位数量01掘进断面m216.5807每炮爆破岩量m326.5202炮眼深度m1.808单位实岩耗药量Kg/m31.0803每循环进尺m1.609每循环装药量Kg28.804炮眼利用率%9010每循环炮眼个数个9105每米耗药Kg/m1811每炮雷管数个9106每米耗雷管个/m56.812每循环炮眼总长m163.8主斜井（3-3断面）爆破原始条件表序号名 称单位数量1爆破断面m223.112岩石普氏系数F预计463工作面瓦斯情况%低瓦斯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