主斜井掘进作业规程.docx
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主斜井掘进作业规程
目录
第一章概况---------------------------------------------------------------------------------3
第一节概述---------------------------------------------------------------------------------3
第二节编写依据---------------------------------------------------------------------------4
第二章地面位置及地质情况------------------------------------------------------------4
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况------------------------------------------4
第二节地质构造---------------------------------------------------------------------------5
第三节水文地质---------------------------------------------------------------------------5
第四节矿井瓦斯、煤层自燃及煤尘爆炸性------------------------------------------7
第三章巷道布置及支护说明------------------------------------------------------------10
第一节巷道布置---------------------------------------------------------------------------10
第二节支护设计---------------------------------------------------------------------------10
第三节支护工艺---------------------------------------------------------------------------14
第四章施工工艺---------------------------------------------------------------------------18
第一节施工方法--------------------------------------------------------------------------18
第二节凿岩方式---------------------------------------------------------------------------23
第三节爆破作业--------------------------------------------------------------------------24
第四节装载与运输-------------------------------------------------------------------------29
第五节管线及轨道敷设-------------------------------------------------------------------29
第六节设备及工具配备-----------------------------------------------------------------30
第五章生产系统----------------------------------------------------------------------------31
第一节通风----------------------------------------------------------------------------------31
第二节综合防尘----------------------------------------------------------------------------34
第三节防灭火----------------------------------------------------------------------------33
第四节安全监控----------------------------------------------------------------------------34
第五节供电----------------------------------------------------------------------------------37
第六节排水----------------------------------------------------------------------------------38
第七节运输----------------------------------------------------------------------------------38
第八节照明、通讯信号-------------------------------------------------------------------38
第六章劳动组织及主要技术经济指标-------------------------------------------------40
第一节劳动组织定员表-------------------------------------------------------------40
第二节作业循环方式---------------------------------------------------------------------41
第三节主要经济技术指标----------------------------------------------------------------41
第七章安全技术措施---------------------------------------------------------------------42
第一节一通三防----------------------------------------------------------------------------42
第二节顶板----------------------------------------------------------------------------------46
第三节防治水-------------------------------------------------------------------------------48
第四节机电----------------------------------------------------------------------------------50
第五节运输----------------------------------------------------------------------------------54
第六节爆破----------------------------------------------------------------------------------55
第七节施工安全技术措施----------------------------------------------------------------57
第八节其它措施---------------------------------------------------------------------------58
第八章避灾----------------------------------------------------------------------------------60
第九章贯彻与执行-------------------------------------------------------------------------62
第一章概况
第一节概述
一、巷道名称、位置
所掘巷道为****************主斜井井筒。
二、巷道用途
巷道担负矿井的煤炭提升任务，兼做进风井及安全出口。
三、巷道性质
巷道沿16°坡向下布置。
四、设计施工长度
主斜井井筒施工图设计为表土段和基岩段，该主斜井设计长度为773.6m，其中表土段长50m，基岩段687.6m，躲避硐36m。
五、巷道平面布置图
第二节编写依据
1、《*****************公司兼并重组整合项目初步设计》。
2、《****************公司兼并重组整合矿井地质报告》有关矿压资料。
3、《*****************公司主斜井施工组织设计》。
4、中华人民共和国国家标准GB50213——2010《煤矿井巷工程质量验收规范》和GB50511——2010《煤矿井巷工程施工规范》。
5、《煤矿安全规程》
第二章地面位置及地质情况
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况
*************村，主斜井井口标高+668.00m,X=3961432.000，Y=19466080.000。
地理坐标为东经110°34'48"～110°37'05"，北纬35°46'22"～35°47'11"。
地质构造较简单，地表无建筑物，对工程无影响。
在井田周边分布有5个生产矿井，*********
第二节地质构造
掘进主斜井为由地面向下16°坡布置。
分为表土段和基岩段。
基岩段基本为全岩。
本井田总体为一走向为近东南向，倾向南西的单斜构造，地层倾角一般为3～10°，平均7°左右。
由于缺少地质详细资料，现根据主斜井井筒施工剖面图推断井筒可能穿过表土段、基岩段、煤层等层位，基岩段预计640.57m时穿过2号煤层，基岩段687.6m时10号煤层。
因此，施工中应加强地质探测工作，进行超前预测预报，以减小盲目性和降低安全风险。
为掌握地质构造资料的永久性参考依据，在掘进过程中，根据岩层变化情况作好原始记录，同时要根据实际揭露情况绘制剖面图，为其以后提供参考资料。
第三节水文地质
一、含水层分析
井田内的含水岩组主要有碳酸盐岩类岩溶裂隙含水岩组、碎屑岩夹碳酸盐岩类裂隙含水岩组、碎屑岩类裂隙含水岩组及松散岩类孔隙含水岩组等四种基本类型。
本区含水层大致划分为：
⑴碳酸盐岩类岩溶裂隙含水岩组
主要为奥陶系上马家沟组、峰峰组灰岩，是煤系地层之基底，埋于井田深部，岩性为海相厚层状石灰岩，主要成分为碳酸钙，容易被水所侵蚀溶解而形成溶洞。
根据本次施工的S101抽水试验资料，水位标高484.593m，单位涌水量0.000327L/s·m，渗透系数0.002841m/d，含水层厚度10.00m。
另据腾晖煤矿2010年施工的S401水文地质钻孔资料，水位标高454.487m。
水位降深81.14m，单位涌水量0.0021L/s·m，渗透系数0.0135m/d，含水层厚度15.5m，水化学类型SO4·HCO3-Mg•Na•Ca型，矿化度1.7g/L。
本区奥灰水水流缓慢，水力坡度小，约6.4×10-4，推测井田内奥灰水水位标高约484-486m，2号、10号煤层底板标高大部分低于奥灰水水位，应引起煤矿的注意。
⑵碎屑岩夹碳酸盐岩类裂隙含水岩组
分布于全井田，为岩溶裂隙含水层，该组地层井田内厚约36.80-59.25m，平均厚50.55m，除砂岩、砂质泥岩、泥岩外，有三层发育良好且易被水溶解的海相石灰岩（K2、K3、K4），含水层厚度15.03m-24.26m，富水性弱，根据本次施工的水文孔S101的抽水试验资料，静止水位埋深168.25m，水位标高504.95m，含水层厚度24.26m，水位降深：
87.43m，单位涌水量q=0.003689L/s.m,渗透系数K=0.01545m/d，影响半径108.7m。
另据腾晖施工的S401水文孔抽水资料，静止水位埋深285.29m，水位标高502.877m，水位降深71.28m，单位涌水量0.000179L/s·m，渗透系数0.00098m/d。
水化学类型SO4·HCO3-Ca·Na和HCO3·SO4-Na型，矿化度0.82-1.47g/L。
⑶碎屑岩类裂隙含水岩组
主要为K7、K8、K10三层砂岩含水层及层间砂岩裂隙水为层间裂隙水，其富水性视岩层裂隙发育程度，补给条件而异，富水性弱。
根据腾晖施工的水文孔S401山西组的抽水试验资料，水位降深：
21.76m,单位涌水量为0.00104L/s.m,渗透系数0.00207m/d，影响半径9.90m。
水化学类型HCO3·SO4-Na型,矿化度0.79g/L。
据本次施工的水文孔ZK102山西组、下石盒子组混合抽水试验资料，水位降深86.34m，单位涌水量0.000416L/s·m，渗透系数0.00914m/d，影响半径26.10m,水化学类型HCO3·CO3-Na型，矿化度0.66g/L。
其补给来源为大气降水渗入补给，是2号煤层的直接充水来源。
⑷松散岩类孔隙含水岩组
主要分布于井田内较大的沟谷中，厚度0-10m，岩性主要为现代冲洪积物。
富水性弱。
水位埋藏深度浅，补给来源主要为大气降水及季节性河流的渗透补给，受季节影响较大。
二、涌水量情况
主斜井施工期间，预计正常涌水量2m3/h，最大涌水量5m3/h。
本区域采空区已基本探明，施工期间一定要坚持“有掘必探、有采必探、先探后掘、先探后采”的原则。
三、井下水防治措施
1、井筒穿过含水层段的井壁结构应当采用有效防水砼或设置隔水层。
井筒淋水超过每小时6m3时，应当进行壁后注浆处理。
2、成立专门的探放水队伍。
由于该矿为整合矿井，报废矿井较多，小煤窑地质资料不全。
在斜井进入正常掘进后必须进行探放水工作；探水方法采用探80米进60米的规定。
对顶部、巷道两帮，底板分别进行不少于3个探眼，眼间距400MM,垂直于巷道轮廓线。
探眼工具为150米探水钻机。
3、预计距2号煤层剩余100m时，对2号煤层是否是采空区进行叙述。
如2号煤层揭露采空区时，必须编制采空区探放水安全技术措施。
第四节矿井瓦斯、煤层自然及煤尘爆炸性
1、瓦斯情况
根据**********该矿2008年矿井瓦斯等级鉴定结果，2号煤层瓦斯相对涌出量为20.51m3/t，瓦斯绝对涌出量11.85m3/min，二氧化碳相对涌出量为3.93m3/min，二氧化碳绝对涌出量为2.27m3/min，属于高瓦斯矿井。
本次勘查工作共采集各主要煤层钻孔瓦斯样6个，瓦斯含量测试结果（见表6-1、6-2）。
由表可知，太原组各煤层甲烷含量相对来说高于上部山西组各煤层。
说明太原组各煤层的围岩条件略好于山西组各煤层。
从瓦斯成分测定结果知：
各煤层瓦斯成分以甲烷为主，其次为氮气，二氧化碳和重烷含量甚微。
垂向上随着煤层埋藏深度的增加氮气含量略有减少，甲烷有所增加。
本次施工钻孔煤层埋深较浅，2号煤层形成较多的采空区，煤层瓦斯聚集在采空区内，以前开采2号煤层均为炮采，会使煤层的顶底板岩石产生较多的裂隙，导致瓦斯从裂隙散出。
10号煤层瓦斯含量成份甲烷（CH4）含量等值线图（图6-1）。
各煤层瓦斯含量情况—览表表6—1
煤层号
样号
瓦斯含量总计ml/g可燃煤
采样点数
CH4
CO2
N2
C2-C8
2
204-2
2.44
0.07
1.75
0.02
1
10
104-1
0.89
0.14
2.48
0.07
3
204-10
0.22
0.07
4.11
0.05
205-1-1
3.57
0.09
0.56
0.09
最小-最大
平均值
0.22-3.57
1.56
0.07-0.14
0.10
0.56-4.11
2.38
0.05-0.09
0.07
各煤层瓦斯成份—览表 表6—2
煤层号
样号
自然瓦斯成份粉前（%）
采样点数
CH4
CO2
N2
C2-C8
2
204-2
57.63
1.16
40.88
0.33
1
10
104-1
22.91
4.79
71.79
0.51
3
204-10
3.22
13.68
82.58
0.52
205-1-1
92.65
2.23
4.07
1.05
最小-最大
平均值
3.22-92.65
35.59
2.23-13.68
6.90
4.07-82.58
52.81
0.51-1.05
0.69
经瓦斯分带确定：
2、10号煤层均为甲烷带，甲烷-氮气带。
在生产过程中，要加强瓦斯监测监控工作，加强通风管理，对采空区、废弃的巷道实施严格密闭，杜绝瓦斯爆炸事故发生。
二、煤尘爆炸危险性
在本井田204号钻孔中采取了煤尘爆炸危险性测试样，送****煤炭地质研究所进行了测试，根据2010年10月8日鉴定报告，鉴定结论为：
2号煤层火焰长度为10mm，加岩粉量50%，有爆炸性；10号煤层火焰长度为5mm，加岩粉量25%，有爆炸性；11号煤层火焰长度为15mm，加岩粉量45%，有爆炸性；12号煤层火焰长度为5mm，加岩粉量15%，有爆炸性；2、10号煤层均有煤尘爆炸性。
各可采煤层均具有爆炸性，在今后的开采过程中，要落实各项综合防尘措施，防止煤尘飞扬和堆积。
三、煤层自然倾向
在本井田204号钻孔中采取了煤的自燃倾向性试验样，送****煤炭地质研究所进行煤自燃倾向性试验，根据2010年10月8日的试验报告，结果为：
2号煤层吸氧量为0.7cm3/g，自燃倾向性等级为Ⅱ类，自燃倾向性为自燃；10号煤层吸氧量为0.50cm3/g，自燃倾向性等级为Ⅱ类，自燃倾向性为自燃；11号煤层吸氧量为0.68cm3/g，自燃倾向性等级为Ⅱ类，自燃倾向性为自燃；12号煤层吸氧量为0.51cm3/g，自燃倾向性等级为Ⅱ类，自燃倾向性为自燃。
开采中应注意防范。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
主斜井井筒具井口设计标高为±668.000米m，以273°00′00″方位施工，井筒坡度为16。
下。
第二节支护设计
一、巷道断面
根据中煤国际重庆设计院提供116—101图示显示，该主斜井主要有1—1断面、2—2断面、躲避硐断，巷道规格为：
巷道断面特征
巷道
断面
形状
毛宽（mm）
净宽（mm）
毛高（mm）
净高（mm）
毛断面（m2）
净断面（m2）
主斜井
三心拱
5300
4700
4500
4500
3400
3100
3000
3000
17.7
12.9
11.6
11.6
附
表土段1—1断面为直墙三心拱形，荒宽5.3m，净宽4.5m，直墙高1.8m，墙基深200mm;S毛=17.7m2，S净=11.6m2，长度为50m，采用现浇砼支护，浇筑厚度400mm，砼强度等级为C25，属于表土段。
基岩段2—2断面为直墙三心拱形，荒宽4.7m，净宽4.5m，直墙高1.8m，S毛=12.9m2，S净=11.6m2，长度为687.6m，采用锚喷支护，喷厚100mm，砼强度等级为C20，属于基岩段。
躲避硐3—3断面为直墙半圆拱形，毛宽2.1m，净宽2m，直墙高1m，S毛=3.8m2，长度为36m，每掘进40m后，巷道右侧布置一个，支护形式采用喷砼支护，喷厚50m，砼强度等级C20。
巷道断面图：
见作业后边附表
二、临时支护
1、明槽转暗硐临时支护选用或联合使用以下临时支护措施
（1）管棚法临时支护
明槽进入硐身6——10m及井筒所通过的土层及风化基岩松散破碎严重时，应采取预先打设管棚进行临时支护，管棚所有材料为长3m的2寸钢管，沿巷道掘进断面外轮廓布置，钢管间距200—300mm，采用管棚进行临时支护后，挖掘时必须配合使用金属拱形支架进行临时支护，棚距控制在500—700mm；采用这种临时支护方式时，掘砌段长宜控制在1—2m。
向前掘进过程中，如需继续使用管棚进行临时支护，管棚之间的搭接长度以不小于900mm为宜。
2、锚喷段断面临时支护措施
采用吊挂前探支架做为临时支护，前探梁用φ81mm的三根钢管制作，长度不小于4m，间距不大于1.2m，用锚杆和吊环固定，吊环采用φ108管子制作，每根前探梁不少于2个吊环。
吊环用配套的锚杆螺母固定。
前探梁最大空顶距离3m，最小空顶距离为0.3m，也可视现场岩石情况采用锚喷进行临时支护，厚度30-50mm封闭围岩，锚喷拱部临时支护距迎头距离不得大于一排锚杆的排距。
三、永久支护
1、1—1断面永久支护采用砼砌碹支护，砌碹厚度400mm，墙基础深度为200mm，砼强度等级为C25，铺底砼强度等级为C25。
为有效解决砼字防水和防止井筒漏水，施工时在砌碹砼中渗入BR—3型防水剂。
2、2—2断面采用锚、喷砼作为永久支护，支护材料为等强度HRB335钢筋树脂锚杆，锚杆规格φ20×2000mm，间排距800×800mm，三花布置；树脂锚固剂采用MSZ/35型，每根锚杆使用两卷；锚杆托板采用Q235钢，规格160×160×10mm；喷射砼C20（水泥、石子、砂子、速凝剂）；铺底砼强度等级为C15。
锚杆选用计算
按悬吊理论计算锚杆、参数：
1锚杆长度计算：
L=KH+L1+L2
式中：
L——锚杆长度，m
H——冒落拱高度，m
K——安全系数，一般取K=2；
L1——锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.5m；
L2——锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.1m；
式中：
H=B/（2f）=5.4/（2*5）=0.56
式中：
B——巷道开掘宽度，取5.4m；
f——岩石紧固性系数，取5；
则：
L=2*0.56+0.5+0.1=1.72m＜2.0m
2、锚杆间、排距计算，通常间排距相等，取a；
a=Q/（KHr）
式中：
a——锚杆间排距，m；
Q——锚杆设计锚固力50KN/根
H——冒落拱高度取0.56m；
r——被悬吊砂岩的密度，取45KN/m3；
K——安全系数，一般取K=2；
则：
a=50/（2*0.56*45）=0.99＞0.8m
通过以上计算，选用φ20×2000mm螺纹锚杆、间排距为800×800mm，可满足安全质量施工要求。
锚喷临时及永久支护时，锚杆要紧跟工作面，前排锚杆距迎头不得超过一排锚杆的排距。
第三节支护工艺
一、支护形式及材料规格
表土段采用混凝土支护，基岩段采用锚喷支护。
表土段所使用的混凝土强度为C25,直墙部分采用的钢模板规格为1500m*300mm*40mm，拱基线所使用的槽钢规格为1500mm*100mm*40mm。
基岩段所使用的喷浆强度为C20，锚杆使用Ф20×2000mm型号为HRB335的锚杆，托板使用60mm*60mm*10mm型号为Q235托板。
二、支护要求及质量验收标准
1、临时支护
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