朱集西煤矿副井基岩段掘砌作业规程.docx
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朱集西煤矿副井基岩段掘砌作业规程
皖北煤电集团公司朱集西矿井
副井井筒（基岩段）掘砌施工作业规程
矿业与交通工程学院矿建11-2第三组
二0一三年五月三十一日
编审人员
编
制
姓名
职务
专业职称
签名
日期
李尧
丁高军
刘超
龚广基
审
查
目录
第一章前言3
第二章概况4
第一节工程概况4
第二节地质及水文地质概况4
第三节施工条件8
第三章基岩段爆破作业文件9
第一节爆破器材选取9
第二节爆破参数计算9
第三节工作面炮眼布置10
第四节炮眼装药设计及起爆系统确定10
第五节爆破作业文件11
第四章组织钻眼作业14
第一节确定钻眼设备14
第二节钻眼作业安全技术措施14
第五章组织爆破作业16
第一节组织爆破作业16
第二节爆破安全技术措施17
第六章组织装岩作业20
第一节选择装岩设备20
第二节装岩作业安全技术措施20
第七章井筒支护工作23
第一节永久支护23
第二节确定砌壁模板23
第三节砌壁施工措施23
第八章施工辅助系统26
第一节排水系统26
第二节通风系统26
第三节其他辅助设备26
第九章掘砌循环图表27
第一节掘砌作业方式27
第二节掘砌循环图表27
第三节掘进劳动组织27
第十章井筒施工安全管理29
第十一章凿井设备布置31
第一章前言
朱集西煤矿位于安徽省淮南市潘集区贺幢乡境内，隶属皖北煤电集团有限责任公司，距淮南市洞山约38km，由中煤国际工程集团南京设计研究院设计，设计生产能力为400万t/a。
立井开拓，在工业场地内布置主、副、风井三个井筒。
三个井筒均采用地面预注浆防治水，表土段及风化带采用冻结法施工，基岩段采用普通钻爆法施工。
该矿井的副井井筒及相关硐室掘砌工程由中煤五公司第三工程处施工，为了有计划并合理地组织劳动力、资金、设备及材料，努力把该项目建设成为优质、安全、快速、高效的工程，特编制本掘砌工程施工组织设计。
本施工组织设计编制依据：
朱集西矿井井筒掘砌工程招标文件
朱集西矿井井筒掘砌工程投标书
朱集西矿井副井井筒掘砌工程施工合同
朱集西矿井副井井筒及相关硐室掘砌工程施工图及相关资料
《矿山井巷工程施工及验收规范》（GBJ213-90）
《煤矿井巷工程质量检验评定标准》（MT5009-94）
《钢筋混凝土工程施工质量验收规范》
《普通混凝土拌合物性能试验方法》（GBJ80-85）
《煤矿测量规程》
《钢结构施工质量验收规范》（GB50205-2001）
《建筑工程施工质量验收统一标准》（GB50300-2001）
《煤矿安全规程》（2006年版）
《简明建井工程手册》
《煤炭工业建设工程质量技术资料管理规定》
《煤炭工业煤矿井巷工程、建筑安装工程单位工程质量保证资料评级办法》
GB/T19001-2000idtISO9001：
2000标准
本设计分文字说明书和主要施工图两部分。
第二章概况
第一节工程概况
朱集西煤矿位于安徽省淮南市潘集区贺幢乡境内，隶属皖北煤电集团有限责任公司，距淮南市洞山约38km，井筒全部位于矿井工业广场内，场地内地势平坦，无障碍物。
本区西部紧邻203省道，南邻淮阜铁路，北部有茨淮新河可以通航，连接淮河航运，交通十分便利。
该矿井由中煤国际工程集团南京设计研究院设计，设计生产能力为400万t/a。
立井开拓，在工业场地内布置主、副、风井四个井筒。
采用地面预注浆防治水，表土段及风化带采用冻结法施工，基岩段采用普通钻爆法施工。
副井井筒主要技术特征见表2.1.1。
表2-1副井井筒主要技术特征表
特征
单位
副井
备注
井中坐标
X
m
3642743.521
Y
m
39472967.677
井口自然标高
m
+23.4
井口设计标高
m
+25.2
净径
m
8.0
井筒掘砌深度
m
1015.2
表土段厚度
m
468.7
风化带厚度
m
34.95
冻结深度
m
540
井壁结构
m
钢筋砼+砼
井壁厚度
冻结段
mm
1500～2100
基岩段
mm
600
表2-2副井井筒合同量一览表
序号
单位工程名称及
分部分项工程
单位
工程量
支护型式
备注
1
临时锁口
m
5.0
按施工图
2
井筒冻结段
m
530
按施工图
3
井筒基岩段
m
485.2
按施工图
4
马头门
m
待定
按施工图
5
揭煤
第二节地质及水文地质概况
一、地质概况
（一）朱集西煤矿井筒检查孔揭露的地层自上而下有：
新生界第四、第三系，二叠系上石盒子组、下石盒子组（各检查孔揭露的地层厚度见表4-1-1），现分述如下：
表2-3地层情况统计表
地层
钻孔
第四～第三系（Q＋N）
上石盒子组（P21）
下石盒子组（P12）
厚度（m）
深度（m）
厚度（m）
深度（m）
厚度（m）
深度（m）
检2（副）
468.85
519.45
988.30
37.30
1025.60
1、新生界第四、第三系（Q+N）
本次井检孔穿过的第四系与上第三系地层不整合于二叠系上石盒子组地层之上，厚度为468.85m。
各孔粘土层及砂层所占比例见下表。
表4-1-2第三、第四系松散层砂层、粘土层厚度统计表
孔号
粘土层（m）
百分比（%）
砂层（m）
百分比（%）
检2（副）
244.30
52.1
224.55
47.9
上部厚71.70～73.70m，平均厚72.89m，以褐黄色、青灰色粉、细砂层及浅灰绿色粘土组成，含砂礓和铁锰质结核与蚌壳化石碎片。
中部以灰黄、灰绿色中厚～厚层中、细砂为主夹砂砾层与粘土层、砂质粘土。
厚308.60～312.75m，平均厚310.46m。
下部主要由灰黄、灰绿、棕褐色中厚层粘土、砂质粘土与钙质粘土组成，间夹薄层粉细砂，粘土厚度较大，可塑性好，隔水性能强，厚72.75～79.70m，平均厚75.13m。
底部主要为浅灰色中细砂、砂砾层及含砾、含钙质粘土组成，厚9.95～13.45m，平均厚11.78m。
2、二叠系（P）
检查孔揭露二叠系厚度为462.67～771.40m。
揭露地层有二叠系上统上石盒子组、二叠系下统下石盒子组及山西组。
其中检1孔终孔层位为下石盒子组顶部、检2孔终孔层位为8煤底、检3孔终孔层位为11煤底，检4孔终孔层位为山西组3煤组底，岩性主要有粉砂岩、砂岩、杂色泥岩和煤组成。
（1）二叠系上石盒子组（P21）
本次揭露厚度为519.45m。
岩性变化较大，上部主要有灰棕色、灰色砂岩、粉砂岩及深灰色泥岩组成，含极不稳定煤层1～2层；中部以灰棕色、青灰色砂岩、粉砂岩为主，夹深灰色泥岩及少量花斑泥岩，含16～20煤组；下部为灰白色、浅灰色砂岩，深灰色泥岩、粉砂岩与2～3层花斑泥岩，含11～13煤组，底部常以灰白色中厚层状中砂岩为主，并与下石盒子组分界。
岩性比例详见表4-1-3.
表4-1-3上石盒子组地层煤、岩层厚度统计表
孔号
地层
厚度
岩、煤层厚度比
砂岩（m）
百分比（％）
粉砂岩（m）
百分比（％）
泥岩（m）
百分比（％）
煤
（m）
百分比（％）
检2
519.45
122.15
23.5
70.99
13.7
310.86
59.8
15.45
3.0
（2）二叠系下石盒子组（P12）
检2孔二叠系下石盒子组揭露厚度37.30m。
岩性以灰～深灰色泥岩、粉砂岩为主，次为浅灰色～灰色细、中砂岩，该组发育有8、7-2、5-1、4-2、4-1煤五层可采稳定煤层和较稳定煤层。
区内底部普遍发育有灰白色中粗砂岩（即骆驼脖砂岩）和铝土质泥岩。
各类岩性比例详见表4-1-4.
表4-1-4下石盒子组地层煤、岩层厚度统计表
孔号
地层
厚度
岩、煤层厚度比
砂岩（m）
百分比（％）
粉砂岩（m）
百分比（％）
泥岩（m）
百分比（％）
煤
（m）
百分比（％）
检2
37.30
6.90
18.5
2.60
7.0
25.28
67.8
2.52
6.7
3、基岩风化带
本区检查孔穿过新生界松散层均见二叠系上石盒子组基岩风化带，一般风化深度35.00m左右（见表4-1-6）。
1、强风化带：
底板埋深497.20m（检2），层厚28.35m。
其岩性主要由浅灰、灰黄，黄褐色泥岩为主，局部夹薄层细砂岩，风化裂隙及高角度垂直裂隙较发育，具有水蚀锈斑及方解石充填现象，局部岩石破碎。
表4-1-6强、弱风化带深度、厚度一览表
地层
钻孔
强风化带
弱风化带
RQD
（％）
围岩
稳定性
深度（m）
厚度（m）
深度（m）
厚度（m）
检2
497.20
28.35
503.80
6.60
0～60
不稳定
（二）构造
本矿井井筒及检查孔位于武集背斜东部的倾伏端，附近构造较复杂，根据三维地震资料及钻探揭露情况，有三条断层存在，分别为F40，F8和F42断层，其
中：
1、F40逆断层
走向北东，倾向南东，倾角40～60°，落差0～15m，区内延展长0.7km，在检2孔至检3号孔的Ⅲ-Ⅲ剖面线附近尖灭，为三维地震控制的可靠断层。
2、F8逆断层
位于检1至检2号孔东北部，走向北西，倾向南西，倾角40～60°，落差0～60m，该断层在本区北部被F7逆断层相切、落差较大。
向南至检2号孔以东逐渐尖灭，为三维地震控制的断层，本次检4孔在1134.75～1141.60m穿过该断层，使P12底部的铝土岩及骆驼脖砂岩重复，落差约30m。
3、F42正断层
为检2、检3、检4号孔所见断层，位于检4孔南部，走向北东东，倾向北北西，倾角70°，落差0～15m。
三维地震也有控制。
本次检2号孔（副井）在16-2煤下768.50～773.00m穿过该断层，使16-2煤与13-1煤间距缩小，落差约15m。
从本次4个检查孔揭露的地层间距来看，除检2、检3、检4孔见断层，煤层及间距稍有变化外，其它煤层及间距基本正常，只是钻孔岩石受附近构造影响，均有不同程度的挤压破碎等现象。
其破碎带特征见表4-2-1。
表4-2-1破碎带特征一览表
孔号
起止深度（m）
厚度
（m）
层位
主要岩性
主要特征
RQD
（%）
检2
517.50～526.30
8.80
20煤上
泥岩
糜棱状、碎块状
0
559.00～567.00
8.00
泥岩
挤压破碎呈糜棱状
40
615.00～621.40
6.40
泥岩
挤压破碎，具滑面、擦痕
40
768.50～772.00
3.50
F42断层
粉砂岩、泥岩
碎块状及糜棱状
30～50
806.70～808.70
2.00
13-1煤上
泥岩
岩石受挤压破碎呈糜棱状
20
849.30～850.64
1.34
13-1煤顶板
泥岩
岩石呈碎块状
0
1013.0～1017.0
4.00
11-1煤下
细砂岩、泥岩
呈块状，多擦痕
40
（三）煤层
1、可采煤层
本次检查孔揭露的可采煤层有上石盒子组17-1、16-2、13-1、11-2、11-1煤层及下石盒子组8、7-2、4-1煤层。
另外揭露的其它煤层有：
20、18、16-1、7-1、6煤等。
在可采煤层中，13-1、11-2、8煤为稳定煤层，7-2、4-1煤为较稳定煤层，17-1、16-2、11-1煤为不稳定煤层。
二、水文地质概况
井筒基岩段含水层主要为二叠系含水层（段），二叠系岩性由砂岩、泥岩、粉砂岩、煤层等组成，并以粉砂岩为主。
地下水主要储存和运移在以构造裂隙为主的裂隙网络之中，以储存量为主。
自上而下划分为2个含水层（段），二叠系各煤层及其泥岩，粉砂岩均为较好的基岩隔水层，在各砂岩含水层间起隔水作用，
使各含水层间一般情况下不发生水力联系。
现分述如下：
（1）上石盒子组（P21）砂岩含水层（段）
该组段主要发育20、18、17、16、13-1、11-2煤层，其中13-1、11-2煤为主要可采煤层。
该层组砂岩主要以薄至中厚层细砂岩为主，砂岩裂隙发育不均，差异性较大，一般岩石较致密，在风化带及断层破碎带，裂隙比较发育。
上石盒子组砂岩含水层（段）累计砂岩厚度为103.50～122.85m，仅占揭露地层的16.5%左右。
煤层（组）顶板（50m以内）底板（20m以内）砂岩均不太发育，顶板砂岩一般为2～3层，累计厚度5～25.16m，底板（20m以内）砂岩为1～2层，累计厚度2.8～7.11m，富水性弱。
（2）下石盒子组（P12）砂岩含水层（段）
该组段检2孔揭露上部地层，厚156.70m。
主要发育有8煤、7煤和4煤组，揭露砂岩以薄层～中厚层为主，砂岩累计厚22.81m，占揭露地层14.6%左右，其8煤顶板32m左右为上石盒子组底部砂岩，厚12～20m，该砂岩分布稳定，岩石较致密，在破碎带附近，裂隙比较发育，在钻探过程中未发现漏水现象。
副井井筒涌水量163m3/h，计算的井筒涌水量的对比结果详见表6-6-1。
井筒涌水量计算成果及建议采用值表表6-6-1
井筒
涌水量
（m3/h）
副井
备注
抽水试验
层流
33
紊流
163
流量测井
层流
16
紊流
88
采用值
163
第三节施工条件
该工程工业广场地势平坦，交通便利，“五通一平”基本满足施工要求。
第三章基岩段爆破作业文件
第一节爆破器材选取
选用SYZ—1（T100）水胶炸药，炸药密度为1.1g3/m³，药卷直径为32mm，炮眼直径55mm。
雷管选用毫秒延期电雷管，分为1—5段，用6号或8号。
为了避免间隙效应，配上导爆索和继爆管。
采用380V交流电作为起爆电源，用爆破电缆作为爆破母线。
第二节爆破参数计算
一、计算炮眼深度
（一）按任务确定炮眼深度
l=L/（Nnη1η）
式中l—炮眼深度，m；
L—井筒施工计划月进度，m；
N—每月实际用于掘进的作业天数，其值根据施工作业方式确定；
n—日循环数；
η1—正规循环率，一般取0.8~0.9；
η—炮眼利用率，一般取0.8~0.9。
l=150/（28×1×0.9×0.9）=6.4m
（二）确定各类炮眼深度
1、掏槽眼深度
一阶掏槽眼深度为1.65m；二阶掏槽眼深度为3.3m；三阶掏槽眼深度为6.6m
2、周边眼与辅助眼深度
周边眼与辅助眼深度均为6.4m
二、药卷直径与炮眼直径
药卷直径为32mm；炮眼直径为55mm。
（三）炮眼数目估算
N=1270qSη/ψd2ρ0
式中N—估算的炮眼数目，个。
q—单位炸药消耗量，kg/m³
S—掘进断面面积，㎡
η—炮眼利用率
ψ—装药系数，即每米炮眼的装药长度（当药卷直径在32~40mm时，一般为0.4~0.5；当药卷直径为45mm时，一般为0.35~0.45）
d—药卷直径，mm
ρ0—炸药密度，g/cm³
N=1270×0.91×66.5×0.9/0.4×322×1.12=150
（四）单位炸药消耗量
q=Q/Slη
式中q—循环实际单位炸药消耗量，kg/m³；
Q—循环实际总装药量，kg；
S—掘进断面积，㎡；
l—炮眼深度，m；
η—炮眼利用率
q=365.7/66.5×6.4×0.9=0.95kg/m³
第三节工作面炮眼布置
1.掏槽眼：
掏槽眼采用三阶直眼掏槽方式，掏槽眼圈距为500mm，掏槽眼间距为800mm，第一圈圈径1.7m，第二圈圈径2.7m，第三圈圈径3.7m,第一圈有7个炮眼，第二圈有10个炮眼，第三圈有14个炮眼。
第一圈掏槽眼的深度为2.3m,第二圈掏槽眼的深度为4.6m,第三圈掏槽眼的深度为6.7m，采用反向、间隔、不耦合装药。
2.周边眼：
周边眼间距为500mm，最外一圈辅助眼与周边眼的间距为W=E÷M=625mm。
周边眼与围岩之间有100mm的间距。
周边眼采用正向、间隔、不耦合装药。
周边眼眼深6.4m，周边眼有57个炮眼。
3.辅助眼：
最内一圈辅助眼与最外一圈掏槽眼的间距为725mm，另外两圈辅助眼之间的距离为650mm，辅助眼眼深为6.4m,辅助眼的间距为800mm，最内一圈辅助眼有20个炮眼，第二圈有25个炮眼，最外一圈有30个炮眼。
第四节炮眼装药设计及起爆系统确定
一、装药工作
（一）装药结构
掏槽眼与辅助眼采用反向、间隔、不耦合装药；周边眼采用正向、间隔、不耦合装药。
（二）装药量
1.装药系数与装药集中度
（1）装药系数
掏槽眼和辅助眼的装药量根据装药系数计算确定。
掏槽眼第一圈的装药系数为0.6；掏槽眼第二圈的装药系数为0.5；掏槽眼第三圈的装药系数为0.35。
辅助眼第一圈的装药系数为0.5；辅助眼第二圈的装药系数为0.55；辅助眼第三圈的装药系数为0.45。
周边眼的装药量按装药集中度计算。
周边眼装药量为200g/m
2.各类炮眼的装药量确定
（1）掏槽眼的装药卷数与装药重量
第一圈掏槽眼的装药卷数=0.6×1650/300=3；装药重量=3×300=900g
第二圈掏槽眼的装药卷数=0.5×3300/300=5；装药重量=5×300=1500g
第三圈掏槽眼的装药卷数=0.35×6600/300=8；装药重量=8×300=2400g
（2）辅助眼的装药卷数与装药重量
第一圈辅助眼的装药卷数=0.5×6400/300=11；装药重量=11×300=3300g
第二圈辅助眼的装药卷数=0.55×6400/300=12；装药重量=12×300=3600g
第三圈辅助眼的装药卷数=0.45×6400/300=10；装药重量=10×300=3000g
（3）周边眼的装药卷数与装药重量
周边眼的装药重量=200×（6.4-2.6）=760g
周边眼的装药卷数=760/300=3
3.每循环的实际总装药量（Q）
Q=900×6+1500×9+2400×12+3300×17+3600×26+3000×40+760×56=
（三）炮眼封堵
（1）掏槽眼的封堵长度
第一圈掏槽眼封堵长度为0.75m；第二圈掏槽眼封堵长度为1.8m；
第三圈掏槽眼封堵长度为4.2m。
（2）辅助眼的封堵长度
第一圈辅助眼的封堵长度为2.8m；第二圈辅助眼的封堵长度为3.1m；
第三圈辅助眼的封堵长度为3.4m。
（3）周边眼的封堵长度
周边眼的封堵长度为2.6m
二、起爆时序
工作面各圈炮眼采用由内至外逐圈起爆。
三圈掏槽眼逐圈起爆，然后中空眼爆破，最后三圈辅助眼以及周边眼再进行起爆。
第三圈辅助眼与周边眼的起爆间隔为100ms，其他各圈炮眼起爆时间间隔25ms。
雷管采用1、2、3、4、5、6、7、11段。
三、电爆网络
（一）电爆网络系统
1.起爆电源
起爆电源采用380V交流电作为起爆电源
2.爆破母线
采用爆破电缆作为爆破母线，小层吊盘至工作面之间的母线采用纱包线。
3.连接线
连接线布置在工作面上的两圈导线（裸铁线），各雷管的脚线通过一定的连线方式，连接到连接线上，并将连接线联上爆破电缆。
（二）连线方式
连线方式采用闭合反向并联。
第五节爆破作业文件
表3-2爆破原始条件表
序号
名称
单位
数量
备注
1
井筒净径
m
8.0
2
井筒荒径
m
9.2
3
井筒净断面面积
㎡
50.24
4
井筒掘金断面面积
㎡
66.5
5
岩石坚固性
f
4~6
6
井筒涌水量
m3/h
163
7
瓦斯情况
高瓦斯矿井
井筒无瓦斯
表3-3爆破参数表
圈别
眼数/个
圈径/m
炮眼倾角
/°
炮
眼
每
圈
总
长/m
炮眼眼间距
（mm）
装药量
充填长度
起爆时序
连线方式
装药系数
每眼卷数
每眼质量
起爆时序
间隔时间
雷管段别
1
6
1.65
90
9.9
800
0.6
3
0.9
0.75
Ⅰ
0
1
闭合反向并联
2
9
2.25
90
29.7
0.5
5
1.5
1.8
Ⅱ
25
2
3
12
3.05
90
79.2
0.35
8
2.4
4.2
Ⅲ
25
3
中空眼
1
90
2
0.6
Ⅳ
25
4
4
17
4.75
90
108.8
850
0.55
12
3.6
2.8
Ⅴ
25
5
5
26
6.25
90
166.4
750
0.5
11
3.3
3.1
Ⅵ
25
6
6
40
7.75
90
256.0
600
0.45
10
3.0
3.4
Ⅶ
25
7
7
56
9.0
89
358.4
500
200
3
0.9
2.6
Ⅷ
100
11
表3-4预计爆破效果表
序号
爆破指标
单位
数量
备注
1
炮眼利用率
％
90
2
每循环井筒进尺
m
5.76
3
每循环爆破实体矸石量
m³
383.04
4
每循环炸药消耗量
kg
365.7
5
单位原岩炸药消耗量
kg/m³
0.95
6
每米井筒炸药消耗量
kg/m
63.49
7
每循环雷管消耗量
个
167
8
单位原岩雷管消耗量
个/m³
0.44
9
每米井筒雷管消耗量
个/m
28.99
图3-1工作面炮眼布置图
第四章组织钻眼作业
第一节确定钻眼设备
一、钻眼设备
选用一台FJD-9型伞钻配YGZ-70型凿岩机钻眼。
FJD-9伞钻的主要技术特征表见表4-1
表4-1FJD-9主要技术特征表
名称
单位
FID-9
支撑臂个数
个
3
支撑范围（直径）
m
4.9~9.6
动臂个数
个
9
凿岩机
YGZ-70;9台
动力形式
风动液压
推进形式
风动马达—丝杠
推进行程
m
4
使用风压
MPa
0.5~0.7
最大耗风量
m3/min
90
径向钻眼范围（直径）
m
1.64~8.6
适用井
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