王家庄煤矿副斜井井底车场施工作业规程.docx

1、王家庄煤矿副斜井井底车场施工作业规程王家庄煤矿副斜井井底车场施工作业规程第一章 概况第一节 工作面名称井底车场、信号硐室、主变电所通路、主水泵房通路、车场连接处等。第二节 施工的目的及用途井底车场担负全矿井运送设备、物料，是全矿井辅助提升运输的重要组成部分。第三节 巷道的设计长度、规格及施工顺序序号断面特征掘进长度（m）掘进规格（m）坡度（0）锚索长度（m）锚索规格锚杆长度及规格喷砼等级11-1、2-211.67114.25/25.38160182.0MC2522-22.025.38166.315.24182.0MC2532-2、3-39.4425.38/27.12160-006.315.24

2、182.0MC2543-3、4-438.8627.12/25.50近水平6.315.24182.0MC2554-410.025.50006.315.24182.0MC2564-4、5-515.3125.50/14.8836.315.24182.0MC257信号硐室5.910.41182.0MC258轨道大巷滞后主变电所通路2.06.72182.0MC25水泵房通路2.06.72182.0MC25施工顺序1、施工时先从车场变坡点处回扩2-2断面7583mm。支护形式：锚、索、网、喷联合支护（双层网），铺底220mm。2-2断面扩完后进入1-1向2-2断面过渡段，此段长度11.671m，铺底200

3、mm。两段坡度均为160，喷砼厚度250mm，喷砼等级C25，水沟在巷道左侧。2、扩巷施工结束后，由副井变坡点开始进入车场施工段，此段设计长度75.61m，坡度设计16000，巷道施工变平后，水沟改在巷道右侧。车场施工到达信号硐室位置时一并带出。（断面具体规格、长度见工程量细表）3、车场施工完毕后施工轨道大巷。第二章 水文地质及瓦斯第一节 水文地质1、主要含水层奥陶系碳酸盐岩岩溶裂隙含水层本地层在井田内全部被覆盖，埋藏于井田深部，地层厚度大，分布广泛，溶洞和裂隙发育，具有良好的含水空间，富水性强，水量大，水质较好，是井田主要含水层，推测井内奥灰水位在810m左右，奥灰水埋深200m，水质属HC

4、O3CaMg型，矿化度0.20.5g/L。井田内10号煤层底板标高东部高于奥灰水位，开采较安全，西部低奥灰水位，最低点相差约为130m。石炭系上统太原组（C3t）灰岩岩深裂隙含水层井田内无水文孔，井田南8.5km的20号孔和0.2km的12号孔距井田较近，分析、叙述均利用该两个孔的资料。含水层主要为三层石灰岩，从上到下为L5、K2、L1，总厚25.55m，灰岩裂隙较发育，岩芯较破碎。二叠系碎屑岩类砂岩裂隙含水层井田内含水层无出露，含水层以细、中粗砂岩为主，平均厚度17.90m，含水层裂隙不发育，富水性弱。从区域上看，该含水层不连续，富水性差。2、主要隔水层山西组泥岩隔水层据钻孔揭露，山西组4号

5、煤层到6号煤层之间是一套以泥岩为主的地层，平均厚度近20m，井田内稳定连续，加之整个山西组的弱富水性，是太原组和山西组之间的较好隔水层。太原组泥岩隔水层太原组10号煤层到本溪组顶部在ZKQ4钻孔中揭露厚度为25.0m，除底部晋祠砂岩外是一套以粘土岩、泥岩为主的地层，沉积稳定，加之下部本溪组的隔水性，一同构成了10号煤与奥陶系之间的重要隔水层。本溪组隔水层本溪组在ZKQ4钻孔中揭露厚度为32.62m，为一套以泥岩、粘土岩、铝土岩为主，夹薄层石灰岩和粉砂岩的地层，区域分布连续稳定，隔水性好。3、充水因素分析山西组主采煤层是4号煤，其直接充水含水层是山西组砂岩含水层，单位涌水量小于0.0022L/s

6、.m，水文地质类型定为二类一型。太原组主采煤层是6、10号煤层，太原组的三层灰岩为10号煤层的直接充水含水层，6号煤层顶板为L5灰岩，K2和L1灰岩为其底板间接充水含水层，由于灰岩之间距离不大，而且无分层抽水资料，把6号煤层的水文地质类型定为与10号煤层相同是合理可靠的。井田10号煤层底板标高东部高于奥灰水位，开采较安全，西部低于奥灰水位，最低点相差约130m，经过计算，突水系数小于受构造破坏块段的临界突水系数0.06MPa/m，开采区内无大的导水构造存在，一般不会造成危害。综上所述，王家庄煤矿3、4号煤层水文地质类型为二类一型；6、10号煤层水文地质类型为三类二型。4）矿井涌水量预测：预计井

7、筒的正常涌水量为20m3/h，最大涌水量30m3/h。第二节 瓦斯情况1、瓦斯井田内10号煤层瓦斯含量0.074.44ml/g，为低瓦斯矿井，而井田外南3KM处J4号孔测得瓦斯含量为11.35 ml/g为高瓦斯区。钻孔号瓦斯含量（ml/g）自然瓦斯成分（%粉前）CH4CO2N2C2-C8CH4CO2N2C2-C8ZKQ40.070.752.420.0302.6929.1267.201.010ZKQ51.700.162.920.02256.255.7937.180.800ZKQ64.440.221.080.34181.273.5411.223.970J411.350.902.320.47886.

8、276.703.803.23010号煤层瓦斯测试成果表相邻矿井2004年底瓦斯等级鉴定表煤矿名称开采煤层CH4CO2绝对涌出量（m3/min）相对涌出量（m3/t）鉴定等级绝对涌出量（m3/min）相对涌出量（m3/t）七里滩煤矿100.221.67低0.282.12田家会煤矿100.322.42低0.433.25寺头煤矿100.371.15低0.280.87杨家掌煤矿42.0810.27高0.643.16王家庄煤矿40.282.52低0.665.94西山里煤矿40.2891.771低0.4992.752、煤尘根据2005年5月17日，山西省煤炭工业局综合测试中心试验结果10号煤层燃烧时火焰长

9、度20mm，加岩粉量为45%，煤尘有爆炸危险性。3、煤的自然倾向性根据2005年5月17日，山西煤炭工业局综合测试中心试验结果，10号煤层煤样燃烧时的吸氧量1.0304m3/g，自然倾向为I类，属容易自然煤层。4、地温据扩建断探用TYCW1型井温仪在ZKQ5钻孔进行井温测量结果表明，井田地温梯度为1.5/100m，属正常地温区，最高温度为20.4，不会影响开采。第三章：巷道布置及支护说明第一节 巷道布置井底车场为副斜井井筒延伸直线范围。主变电所通路、水泵房通路，在车场施工到相应位置后一并带出，掘进长度不大于6.0m。第二节 支护方式1、永久支护（1）交岔点施工，锚杆五花布置，全断面挂设金属网喷

10、射混凝土支护，锚杆使用18mm，长度2000mm螺纹钢锚杆，间排距800mm800mm，自巷道正顶向两侧全断面打注。喷浆封闭处理成巷后，浆体总厚度不小于250mm，混凝土强度等级C25。（2）相关巷道的施工均采用锚网喷和锚索网喷支护形式，锚杆使用18mm，长度2000mm螺纹钢锚杆，间排距800mm800mm，自巷道正顶向两侧全断面打注。 增加锚索支护的巷道，锚索自巷道正顶打注，间排距15001500 mm。（3）巷道全断面挂设金属网，金属网为6.0mm，网孔边长120mm钢筋经纬网，网格规格为120mm120mm，网片的规格为：长宽=1800mm1000mm或2000mm1000mm，初喷浆

11、厚度不小于40mm，成巷后浆体总厚度不小于250mm, 喷砼等级C25。（3）若遇围岩破碎或地质条件不稳，支护形式改为混凝土浇筑，浇注厚度500mm，混凝土强度C30。遇断层、陷落柱等复杂地质构造时，制定专项措施。2、按悬吊理论计算锚杆参数（取最大断面）支护参数计算依据中国煤矿锚杆支护理论与实践一书，（作者何满潮等),常规锚杆支护设计方法中，经验公式计算法：A岩巷锚喷支护a、锚杆长度计算锚杆长度L=N（1.3+W/10）式中W巷道或硐室跨度 m。 L锚杆总长度 m。 N围岩影响系数；围岩类别为，围岩影响系数N为0.9m。 巷道最小跨度：W=4.5mL=0.9（1.3+4.5/10）=1.575

12、（m）2.0m巷道最大跨度：W=5.9mL=0.9（1.3+5.9/10）=1.701（m）25A（m3/min） 2513.8=345 m3/min式中： A一次爆破炸药最大用量，根据爆破图表取最大量41.8kg。根据需要选用255kW对旋风机，采取延长通风时间的方法来稀释放炮有害气体浓度。计算方法如下：tQ炮15KQ风机 345151.15770 =7.72min 式中：t 排除炮烟所需要的时间。 Q药按炸药计算的风量。Q车所选风车的风量。K 系数，取1.15。 实际生产取8分钟。按风速进行验算: 岩煤掘进最低风量， Q煤掘15S掘 1525.50=382.5m3/min岩煤巷道最高风量， Q掘240S掘 24025.50=6120.0m3/min式中：S掘掘进工作面的断面积，25.50 m2。经过验算所选风机风量770420 m3/min符合要求。选定风车，按风车吸风量配风。经过上述计算和验算选用255kW对旋局部通风机，使用800mm负压风筒给工作面供风。4、对旋局部通风机安装地点在井口外20m的进风流中安装255kW对旋局部通风机，风机距底板不少于300mm，放置在支架上以防吸水受潮损坏设备，使用800mm负压风筒给工作面供风。第二节 压风系统地面设压风房，安设两台20m3压风机，采用1084.5mm钢管做压风管