立井作业规程Word文件下载.docx
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井田内可采煤层共4层，分述如下：
1、2号煤层
位于山西组中上部，下距3号煤层厚度0.55—18.51m，平均7.48m。
厚度0-2.40m，平均1.30m。
含0—1夹石，结构简单。
顶板一般为粉砂岩，底板为泥岩。
2号煤层厚度变化大，总体呈北东薄至尖灭，向南西呈增厚趁势，可采区主要集中在井田的南西部，可采区面积约50%左右，为此，2号煤层为全井田较稳定大部可采煤层。
2、3号煤层
位于山西组中下部，下距7号煤层厚度38.57—48.14m，平均44.17m。
厚度0.93-2.05m，平均1.66m。
顶板一般为泥岩，底板为泥岩。
3号煤层厚度变化不大，总体呈中间厚，南北薄，为全井田稳定可采煤层。
3、7号煤层
位于太原组中段上部，下距11号煤层间距厚度37.58—63.09m，平均49.72m。
厚度0.25-1.55m，平均0.75m。
顶板一般为砂质泥岩，底板为泥岩。
7号煤层厚度变化大，总体呈中间厚，南北薄，为全井田不稳定局部可采煤层。
4、11号煤层
位于太原组下段中下部，厚度1.00—4.32m，平均2.51m。
含0-1层夹石，结构简单。
11号煤层厚度变化不大，在206、207、209孔一带因古河床冲刷使11号煤层变薄，探-2孔一带11号煤层冲刷。
11号煤层厚度总体呈北厚南薄，为全井田稳定可采煤层。
回风立井穿越可采煤层2#煤，位于山西组中下部，全区稳定可采、厚度0-2.40m，平均1.30m。
2号煤层厚度变化大，总体呈北东薄至尖灭，向南西呈增厚厚趁势，可采区主要集中在井田的南西部，为全井田较稳定大部可采煤层。
第三节、地质构造
1、构造：
受克城——南湾里复式向斜的控制，，本井田总体为一轴向近南北的向、背斜构造，地层倾角一般5-8°
，局部达15°
左右。
井田内发育3条褶曲及36条断层，未发现陷落柱。
2、断层：
本井田2号煤层在开采过程中揭露36条小断层，各断层断距一般小于5m，延伸长度小于500m。
3、岩浆岩
井田内无岩浆岩侵入。
综上述，井田构造属简单类
第四节、水文与地质
依据矿方提供的井田地质资料说明，本井田内的水文地质条件如下：
1、井田地表河流
地表水汇集于井田中部展布的辛庄河及井田西部边界处的昕水河，辛庄河往南西汇入昕水河，昕水河往西至大宁县古镇村汇入黄河，井田属黄河流域昕水河水系，井田内各沟谷基本常年无水，遇雨亦一泻而去，雨停后沟干或为细流，属季节性溪流。
2、含水层
对井田开拓有影响的含水层是：
（1）、据矿方提供的地质资料，K8砂岩含水层是开采2、3号煤层的直接顶板充水含水层，2、3号煤层开采塌陷裂隙与上覆砂岩体发生水力联系，或在浅
部与风化裂隙水发生水力联系，成为矿井充水的主要来源。
据矿井开采水文地质调查，矿井开采2煤层正常涌水量一般在576m3/d，最大排水量一般在730m3/d，矿井开采3煤层正常涌水量一般在35m3/d，最大排水量一般在75m3/d。
2号煤层采空区总积水量35652m3，3号煤层采空区总积水量149480m3，因此，2、3号煤层矿井水文地质条件为中等类型。
（2）K2石灰岩含水层是开采11号煤层的直接顶板充水含水层，局部地段可能通过开采产生的塌陷裂隙带接受上部砂岩的充水补给，并可能与上部2、3号煤层采空区积水发生水力联系，下伏奥灰岩溶地下水位标高（840—890m），低于11号煤层的最低标高（1090m），因此，11号煤层矿井水文地质条件为简单类型。
但应在构造破碎地段防止上部2、3号煤层采空区突水。
在井筒掘进施工时务必坚持“预测预报、有疑必探、先探后掘”的探放水原则。
根据历年来矿井瓦斯等级鉴定批复结果，本井田开采2号煤层的矿井2006-2008年度绝对瓦斯涌出量0.43-1.73m3/min，相对瓦斯涌出量1.46-5.75m3/t，属低瓦斯矿井。
开采3号煤层的矿井2006-2008年度绝对瓦斯涌出量0.32-2.35m3/min，相对瓦斯涌出量1.94-5.39m3/t，属低瓦斯矿井。
开采11号煤层的矿井2008、2009年度绝对瓦斯涌出量1.15-2.23m3/min，相对瓦斯涌出量3.68-7.10m3/t，属低瓦斯矿井。
根据历年来矿井煤尘测试结果，本井田2、3、11号煤层均为有爆炸性危险的煤层。
根据历年来矿井煤的自燃测试结果，本井田2、3、11自燃倾向性等级为Ⅱ类，自燃倾向性为自燃煤，
第三章、井筒布置及支护说明
第一节、井筒布置
回风立井地面井口坐标为x=4035904.000，y=19532896.000，z=+1302.000m,井底标高+1120.000m，。
回风立井主要担负全矿总回风任务、兼安全出口。
井巷施工前，组织掘进队所有人员对该工程的工程特征、支护方式、井壁结构状况、爆破参数、避灾路线、吊盘使用以及对电缆水管放炮前的保护措施和施工工艺进行学习,确保施工安全。
第二节、支护设计
一、井筒断面设计：
地面表土段及基岩风化段采用双层钢筋砼砌碹支护，断面为圆形，净直径5m，净断面19.625m2,壁厚度550mm，根据设计图纸表土段（为永久锁口段）及基岩风化段需支护60m﹛段长据实际情况而定﹜。
基岩段前10m采用单层钢筋网砼砌碹支护，壁厚度400mm，此后基岩段采用素砼支护，支护厚度400mm。
二、支护方式
（一）、临时支护：
1、回风立井地表表土层用挖掘机辅以人工一次性整平，多余渣土用10T东风自卸汽车外运至料石选场地堆放。
2、立井进入锁口段施工,表土段采用人工铁锹、风镐和高效风铲配合，实行短段掘砌，
3、放炮后，找掉井壁松动的危岩后，如果有跨落、坍塌情况先用木板打横撑支撑于另一井壁做为临时支护，支柱应有足够的强度。
（二）、永久支护（见断面图）按设计要求有以下两种：
1、永久锁口段和基岩风化段（60m、段长据实际情况而定）根据设计图纸要求，为双层钢筋砼支护，砼c35。
钢筋砼砌碹支护规格表
支护方式
钢筋砼砌碹
掘进段面（基岩段）
26.41m2
支护材料
钢筋、砼
钢筋规格
Φ12、20、22
净断面
19.625m2
钢筋保护层（内壁）
65㎜
掘进断面（表土段）
29.21m2
钢筋保护层（外壁）
115㎜
2、基岩段前10m采用单层钢筋网砼砌碹,砼C35.
3、基岩段采用素砼支护，砼C35,支护厚度400mm.
（三）、支护质量规定：
（钢筋砼砌碹）
保证项目
检查项目
1
水泥标号，骨料砂浆配比
2
钢筋规格、质量
3
砼强度C35
基本项目
设计值
标准
合格
优良
井筒净直径
5000
-50--+50
-30～+30
井筒净长度
197000
-50--+150
0～+150
砌体厚度
表土及基岩风化段
550
基岩段
400
4
钢筋布置
内层网
250×
246
外层网
251
5
钢筋搭接
≥36d
（d为钢筋直径）
6
模板组装
支护质量规定表（钢筋砼、素砼）
钢筋的材质、品种、规格、强度结构。
水泥标号、生产日期。
砂浆配合比、钢筋搭接尺寸、砼厚度。
井筒中心线至井壁
±
50
30
井筒毛断面
3050
2900
-50～+150
第三节、支护工艺
一、支护材料:
1、井口锁口段钢筋砼砌碹（强度C35）材料选用中砂，425﹟高标号普通硅酸岩水泥及粒径12㎜～24㎜的圆形石子作为粗骨料，水泥：
砂：
粗骨料：
水=1：
1.41:
2.74:
0.43。
2、钢筋网编织规格为内层250mm×
246mm、外层250mm×
251mm;
纵向钢筋选Φ20mm，横向钢筋选Φ22㎜，双层钢网；
砼保护层为外层井壁115mm，内层井壁65mm;
据设计双层钢筋砼砌碹支护60m（可根据实际情况确定砼长度）。
内、外层钢筋网采用Φ12@500，长370mm规格的钢筋钩进行连接.
二、砼浇注施工方法：
（1）、碹骨、模板加工制作符合生产需要，数量够一个圆班使用；
（2）、砌碹用具、材料准备齐全；
（3）、浇注前应检查井筒毛断面的规格质量，小于设计的地方必须刷掉，危岩浮石必须及时处理，确保安全施工；
（4）、按照井筒中线，放出墙体立模边线（每侧放大25mm），根据中线用风稿挖够墙体基础；
（5）、根据设计要求绑扎钢筋，支墙体模板、浇注井壁砼；
（6）、内、外层钢筋网采用Φ12@500，长370mm规格的钢筋钩连接；
（7）、搭脚手架、移碹骨、支膜板、绑、扎钢筋、钢筋搭接不小于36d（d为钢筋直径）；
（8）、浇注时要加强振捣，一般每浇注300mm厚振捣一次，振捣时，振动棒移动距离500mm左右，振捣时间在20-30s为宜，振动程度按以下四点判断：
A、振捣一次砼不再显著下沉；
B、不再出现汽泡；
C、砼形成水平表面；
D、砼外观均匀。
（9）、砼浇注质量要求：
（1）、模板组装和碹骨架设必须牢固可靠；
（2）、砼支护厚度、墙体基础深度不小于设计，石子直径大于或等于12mm骨料；
（3）、砼表面质量无裂缝、蜂窝孔洞露筋现象；
（4）、壁后充填饱满密实，无空带、空顶现象；
（5）、砼表面平整度不大于10mm，接茬不大于15mm；
（6）、砼支护强度达到设计要求C35，其配比为水泥：
骨料：
水=1:
0.43
第四章、施工工艺
第一节、施工方法
一、立（风）井表土段、基岩风化段施工：
立（风）井表土段、基岩风化采用光面爆破法按井筒设计规格短段扩刷施工，配以人工用铁锹、风镐掘进刷帮、单钩提升、普通金属模板砌筑外壁，吊桶下放混凝土。
二、立（风）井基岩段施工：
采用由上向下光面爆破法全断面短段掘砌施工，每次掘进长度为2m。
遇破碎带需加强临时支护，临时支护采用锚网喷。
锚杆为Ф20㎜×
2200mm的钢筋树脂锚杆，间排距800mm×
800㎜,网片规格为1000mm×
1000mm,网格为100mm×
100mm,由Φ6.5mm的钢筋焊接而成，金属网搭接长度为100mm;
喷混凝土厚度为30—50mm.
正常情况下施工工序：
检查瓦斯—打眼—装药—联线—撤出工具设备、瓦斯传感器等—检查瓦斯—放炮—检查拒炮、清除浮矸—临时支护—排矸—拉中线确定断面尺寸—立模—浇筑砼—拆模。
第二节、施工工艺
一、临时锁口的施工：
根据井筒施工图纸、地质结构确定临时锁口深度；
井壁结构为内圈砌筑370mm厚粘土红砖，处围浇注200mm厚素混凝土，标号为C35,为防止临时锁口渗漏水流入井下，把临时锁口下部与永久井壁重合交接500mm高。
并视土层性质在临时锁口底部设置圈梁式壁爪。
临时锁口砌筑时，采用组合拼块模板辅以木托底板及刃角支模，搭设平台人工翻灰砌壁。
安装临时锁口封口盘时，严格按照封口盘设计图施工，临时锁口标高可由现场确定。
在施工临时锁口段及下部井壁时，需预留规定的钢筋搭接长度.
二、井筒表土段施工：
根据井筒穿过的地层地质及井筒技术特征，采取综合措施通过含水层，在保证施工安全、质量的前提下，把握有利时机，组织快速施工。
表土段采用人工铁锹、风镐和高效风铲配合。
井筒提升采用JTP-1.6×
1.2型绞车，配一套单钩1m3吊桶提升.考虑到挖掘时土层稳定性较差，故先在井中挖掘超前小井，疏干积水，再由井中向周边扩展，台阶式挖掘，立模前刷挖至井帮荒径，以防井帮塌落，掘砌段高不宜过大。
施工过程中，要严格按照设计、规范要求，选择合理配合比和外加剂品种及掺量，分别配制出符合设计要求的砼，具体见砼质量保证措施。
砼浇筑时要按规定取砼试块，同样条件下养护28天做抗压强度试验，并保存好资料。
砼入模温度不能小于15℃，以保证井壁的壁厚和质量。
表土段施工结束后，安装凿井吊盘，以及各种管线电缆、安装封口盘。
完成上述系统安装和吊挂后，井筒开始基岩段掘砌。
三、基岩段施工：
根据井筒的技术特征及地质条件，井筒采用短段掘砌混合作业方式施工，选用人工装岩、吊桶、提升绞车、普通金属模板、自卸式汽车为主的提升、钻眼、砌壁作业线。
1、钻眼爆破：
采用YT-28型风钻打眼，3台同时作业，风源来自地面VF-10／7型两台螺杆式压风机供压风，地面主管路采用直径159mm钢管，井内布置一路直径108mm钢管做压风管，选用直径28mm的中孔六角钻杆，钻头使用“一”字型或“三角”型“十”字型，湿式打眼。
使用锚杆机采用MQT-130型气动锚杆机。
炸药选用T330型岩石水胶炸药，雷管选用6m长脚线毫秒延期雷管，380V动力电源起爆电雷管引爆导爆管。
采用光面、光底、减震缓冲爆破新技术，施工过程中根据工作面岩性变化，及时调整爆破参数，提高爆破效率。
各类炮孔在工作面呈同心圆布置，掏槽方式为圆筒形直眼掏槽，掏槽眼深2200mm，辅助眼和周边眼深2000mm。
打眼采取分区定人、定钻、定眼位、及定时间、定数量和岗位责任制，严格按爆破图表进行操作，尽量减少钻孔误差，提高打眼精度，将打眼质量和速度同经济效益及工资分配直接挂钩.
装药：
用专用扫孔器将炮孔内残渣吹净，并检查孔深是否符合设计，按爆破设计要求装填药卷，使用炮泥封孔。
装药结构及起爆顺序：
采用正向连续装药结构，掏槽眼向外逐圈起爆。
联线起爆：
按要求联线，将井内设备提至安全高度，人员升到地面后，开启井盖门放炮。
2、排矸：
利用人工装矸。
1、2绞车，配一套单钩1m3吊桶
提升。
采用自动座钩式翻矸，矸石通过溜槽溜入10吨自卸汽车，运至排矸场地。
ZL-50型装载机辅助平整场地。
3、砌壁：
采用普通金属模板砌壁，为方便脱立模，缩短立模时间，在模板上口设8根工字钢导向，在浇灌口上设环形斜面板，保证接茬严密，砌壁模板有效高度为1.3m。
砌壁混凝土由井口设置的壹台JS-500型搅拌机拌制，采用吊桶下放混凝土，实现对称浇筑，提高井壁浇筑质量，加快浇筑速度，ZNQ-50型插入式高频混凝土振捣器，振捣混凝土。
冬季施工，用热水拌制混凝土，确保入模温度不低于15℃.
四、井筒揭煤措施：
1、矿井地质资料为低瓦斯，设计按高瓦斯管理，根据《煤矿安全规程》、《防止煤与瓦斯突出细则》的有关规定，编制揭煤施工技术措施，确定揭煤施工的程序和以预防、预报为主的防治突出措施、安全防护技术为主的“四位一体”揭煤防治突出施工技术方案。
2、建立完善组织机构，加强通风管理、机电防爆管理、配备安全监测装置，制定安全自救应急措施。
3、井筒施工接近煤层时，主要采取如下施工方案措施：
（1）、加强井筒实测地质剖面的编录工作，准确预报煤层距井底工作面距离。
（2）、准确测定煤层和瓦斯赋存的基本参数，当井筒施工至距煤层顶板10m时，停止掘进，保证通风量，加强瓦斯监测工作。
施工两个探煤钻孔，查明煤层和瓦斯赋存情况。
（3）、根据瓦斯压力大小，确定揭煤施工方法，当瓦斯压力小于1.0Mpa
时，采取放震动炮方法揭开煤层，如果瓦斯压力大于1.0Mpa时，则采取瓦斯排放等措施，达到要求后再采取放震动炮方法揭开煤矿层。
（4）、井下各种机电设备必须防爆。
（5）、缩短掘进段高，加强临时支护。
五、降尘方式：
采用湿式打眼，放炮后喷雾洒水，出装前对矸石堆人工喷雾洒水等方法降尘。
第三节、爆破作业
1、使用T330型岩石水胶炸药，毫秒延期电雷管引爆，放炮器选用MFB-200型放炮器，串联方式联线，全断面一次起爆。
2、副立井进入基岩段后，炮眼布置见附图.
3、放炮前，将井内设备提至安全高度，人员升到地面后同时井口周围的设备要加以保护，以防砸坏设备。
开启井盖门放炮。
第四节、装、运岩方式
一、装岩方式：
施工中，采用人工扒矸装入吊桶（1m3），JTP-1.6×
1.2型绞车提升。
二、运输方式
采用人工装矸，吊桶装运矸石，JTP-1．6×
1.2型绞车提升,提至地面，自卸车运输。
第五节、管线敷设
掘进施工中所敷设的电缆，风、水管、稳车绳等。
应按照断面图中规定的位置敷设，吊挂牢固整齐。
序号
名称
型号规格
单位
数量
备注
提升绞车
JTP-1.6×
1.2型
台
吊桶
1m3
个
稳车
JZ-10/600A
11
自卸汽车
10
T
搅拌机
JS-500
喷浆机
U7
7
局扇
FBD-NO5.6/11×
8
压风机
VF-10／7
9
排水泵
WQ15-65-4KW
激光仪
JK-3
低压柜
GGD2
12
低压开关
QBZ-120
13
综保
WZXZ-2.5
14
甲烷传感器
KQ94A2
15
锚矸机
MQT-130
16
风钻
YT-28
17
砼震动器
ZNQ-50
18
风镐
10型
把
19
煤电钻
套
20
风钻钻杆
长短套钎
第六节、设备及工具配备
设备工具表
第五章、劳动组织与主要技术经济指标
第一节、劳动组织
巷道掘进采用“三八”制作方式（一天三班，每班八小时），组织生产，日一个循环，炮眼深度2m，取炮眼利用率90%，每炮进尺1.8m，日进度成巷1.8m，循环率80℅（见劳动组织表）。
劳动组织循环图表
工种
出勤人数
一班
二班
三班
合计
打眼工
爆破工
出渣工
搅拌司机
班长
上料工
拌料工（兼）
安全员
瓦斯检验员
扎筋工
立（拆）模工
绞车工汽车司机
混凝土震捣工
信号工
51
第二节、循环作业
1、为确保正规循环作业的完成，迎头施工作业必须根据劳动组织人员配备，合理安排工序，以充分利用工作时间，提高工作效率。
若因特殊情况当班完不成循环要由下一班完成，若当班循环完成有剩余时间可进行下一个循环。
2、井筒掘进根据循环作业图表每天完成一个工作循环（见正规循环作业图表）
第六章、生产系统
第一节、通风系统
本矿2006～2008年瓦斯等级鉴定批复结果：
2#煤层绝对瓦斯涌出量0.41m3/min，相对瓦斯涌出量0.98m3/t；
3#煤层绝对瓦斯涌出量0.32-2.35m3/min，相对瓦斯涌出量1.94-5.39m3/t；
11#煤层的绝对瓦斯涌出量1.15-2.23m3/min，相对瓦斯涌出量3.68-7.10m3/t属低瓦斯矿井。
一、掘进工作面风量计算：
1、按瓦斯涌出量计算：
Q掘=100×
q瓦×
K=100×
0.41×
2=82m3/min
2、工作人数计算：
Q掘=4N=4×
6=24m3/min
3、按一次最大爆破炸药用量计算：
Q掘=25A=25×
11.6=290m3/min
Aj---为掘进面一次爆破最大消耗量，取11.6kg
25—每kg炸药不低于25m3配风量。
4、按风速计算：
v.mins<
Q掘<
Q局—工作面风量：
v.mins—最低允许风量9m3/min
vmins—最高允许风量240m3/min
S—净断面19.6
vmin.s=9×
19.6=176.4m3/min
vmin.s=240×
19.6=4704m3/min
上面1、2、3、4中最大风量即为掘进工作面所需风量取290m3/min。
二、局部通风机风量计算：
Q局=1.2Q掘
式中：
Q掘—掘进工作面风量取290m3/min
Q局=1.2×
290=348m3/min
三、通风机风量验算：
1、按最低风速验算：
V=348÷
60÷
19.6=0.3＞0.15m/s（符合规程）
2、按最高风速验算：
V=4704÷
19.6=4≤4m/s（符合规程要求）
四、通风系统：
地面新风→风机→风筒→迎头→井筒→地面
说明：
作业面为独头掘进井。
第二节、压风系统
1、高压风来源于地面两台VF-10／7型螺杆式压风机供压风，地面主管路采用直径108mm钢管，井内布置一路直径79mm钢管作压风管经
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