主斜井掘进作业规程.docx

1、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-

2、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

3、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GB502132010煤矿井巷工程质量验收规范和GB505112010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

4、标为东经11034481103705，北纬354622354711。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310，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

5、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：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/sm，渗透系数0.002841m/d，含水层厚度10.0

6、0m。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/sm，渗透系数0.0135m/d，含水层厚度15.5m，水化学类型SO4HCO3-MgNaCa型，矿化度1.7g/L。本区奥灰水水流缓慢，水力坡度小，约6.410-4，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。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

7、（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0.000179 L/sm，渗透系数0.00098m/d。水化学类型SO4HCO3-CaNa和HCO3SO4-Na型，矿化度0.82-1.47g/L。碎屑岩类裂隙含

8、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HCO3SO4-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/sm，渗透系数0.00914m/d，影响半径26.10m,水化学类型HCO3CO3-Na型，矿化度0.66g/L。其补给来源为大气降水渗入补

9、给，是2号煤层的直接充水来源。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2 m3/h，最大涌水量5 m3/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

10、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11.85 m3/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

11、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61煤层号样号瓦斯含量总计ml/g可燃煤

12、采样点数CH4CO2N2C2-C82204-22.440.071.750.02110104-10.890.142.480.073204-100.220.074.110.05205-1-13.570.090.560.09最小-最大平均值0.22-3.571.560.07-0.140.100.56-4.112.380.05-0.090.07各煤层瓦斯成份览表 表62煤层号样号自然瓦斯成份粉前（%）采样点数CH4CO2N2C2-C82204-257.631.1640.880.33110104-122.914.7971.790.513204-103.2213.6882.580.52205-1-192.

13、652.234.071.05最小-最大平均值3.22-92.6535.592.23-13.686.904.07-82.5852.810.51-1.050.69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1

14、5mm，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，自燃倾向性等级为类，自燃倾向性为自燃； 10号煤层吸氧量为0.50 cm3/g，自燃倾向性等级为类，自燃倾向性为自燃；11号煤层吸氧量为0.68cm3/g，自燃倾向性等级为类，自燃倾向性为自燃；12号煤层吸氧

15、量为0.51 cm3/g，自燃倾向性等级为类，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2730000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116101图示显示，该主斜井主要有11断面、22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5300470045004500340031003000300017.712.911.611.6附表土段11断面为直墙三心拱形，荒宽5.3

16、m，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22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33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

17、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610m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200300mm，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500700mm；采用这种临时支护方式时，掘砌段长宜控制在12m。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81mm的三根钢管制作，长度不小于4m，间距不大于1.2m，

18、用锚杆和吊环固定，吊环采用108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、11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BR3型防水剂。2、22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202000mm，间排距800800mm，三

19、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16016010mm；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=1.72m2.0m2、锚杆间、排距计算，

20、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）=0.990.8m通过以上计算，选用202000mm螺纹锚杆、间排距为800800mm，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202000mm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