西回风立井扩刷作业规程.docx

1、西回风立井扩刷作业规程第一章 概 况山西潞安集团蒲县隰东煤业有限公司（煤矿）井田位于蒲县县城北东直线距离50km处的克城镇侯家沟、大石洼、大坪村一带，行政区划属蒲县克城镇管辖。该立井原直径3.5米。断面为9.6。扩刷为直径4.2米，净断面13.85，井深190米。井本标对应新建回风立井工程。为确保回风立井今后施工顺利进行及施工安全，特制定本作业规程。第一节 编写依据1、本规程根据山西省临汾市煤炭设计院设计的回风立井平、剖、断面图进行编制（S1821-118-01）。2、矿山井巷工程施工及验收规范（GBJ213-90）。3、煤矿井巷工程质量检验评定标准（MT5009-94）。4、混凝土工程施工质

2、量验收规范（GB50204-2002）。5、煤矿安全规程2010；6、建设工程监理规范（GB50319-2000）；7、国家、省市和行业相关法律、法规、规 范要求第二节 工程名称及开凿目的1、工程名称：回风立井2、开凿目的：回风立井担负矿井回风、安全出口等任务。3、工程概况简要说明 回风立井地面坐标（80坐标）为X=4033665.370， Y=19530929.150，Z=+1282.97m,井底标高+1207.97m，原立井为直径约2500mm的裸体巷道，施工沿中线刷帮掘进，采用砼碹支护，放炮掘进，人工装岩，绞车提升运输；净断面12.56，全长为75m。综合柱状图附后。井筒特征表序号井筒特

3、征井筒名称备注回风立井1井筒坐标经距(Y)19530929.150(80坐标）纬距(X)4033665.370(80坐标）2提升方位角/()3井筒倾角/()904井口标高/m+1282.975井底标高/m+1207.976井筒深度或斜长/m757井筒直径或宽度/m净4.0掘进5.0/4.88井筒断面/m2净12.56掘进19.63/18.099砌壁/m2厚度/mm500/400材料混凝土10井筒装备梯子间第二章 地理位置及水文地质情况第一节 水文、气候、地震及地质情况井田位于吕梁山脉南部，地貌单元属中山区。井田范围沟谷纵横，梁岭绵延，地形比较复杂。本区地处山区，四季分明，冬季严寒，夏季炎热，无

4、霜期较短，昼夜温差大，本区属温暖带季风型大陆气候，据记录降水量最小285.3mm，最大651.6mm，多年平均降水量495.35mm，多年平均蒸发量1930.44mm，蒸发量为降水量的3.9倍。冬春两季降水少，夏末秋初降水较大，降水量集中在7、8、9三个月。年平均气温8.84，1月份平均-6.29，最低24.2。7月份平均21.99，最高气温38.5。结冰期为10月下旬至次年3月中旬，最大冻土层深度为86cm（1979.2）。2号煤层开采后其导水裂隙带高度可达到上覆基岩面，其上部含水层水对2号煤层的开采有一定的影响。3号煤层开采后其导水裂隙带会沟通2号煤层以上的含水层及2号煤层的采空区,因此2

5、号煤层采空区积水是开采3号煤层一大隐患，建议该矿在开采3号煤层前对2号煤层采空区积水进行疏排探放，确保安全生产。11号煤层开采后其导水裂隙带会沟通K2灰岩含水层, 对11号煤层的开采有一定的影响。在巷道掘进接近采空区、古空区、强含水层或煤层受顶底板含水层威胁及出现出水征兆时，要进行探放水工作，坚持“预测预报，有掘必探，先探后掘，先治后采”的原则。尤其在开采3、11号煤层时对上组煤层采空区积水进行探测排放。依据中华人民共和国国家标准（GB183062001）中国地震动参数区划图，确定本地区地震动峰值加速度分区值为0.10g，地震基本烈度值为7度。据有关历史记载，该区地震频繁。井田位于霍西煤田霍州

6、煤炭国家规划矿区西南部，井田内大部分基岩出露。根据钻孔揭露情况，井田内沉积地层由老到新依次有奥陶系中统峰峰组（O2f）、石炭系中统本溪组（C2b）、上统太原组（C3t）、二叠系下统山西组（P1s）、下石盒子组（P1x）、上统上石盒子组（P2s）、第四系中上更新统（Q23）、全新统（Q4）。矿井所在 2号煤层瓦斯绝对涌出量为0.30m3/min，瓦斯相对涌出量为0.70m3/t，二氧化碳绝对涌出量为0.61m3/min，二氧化碳相对涌出量为1.43m3/t，为低瓦斯矿井。开拓煤业开采3号煤层期间，矿井最大绝对瓦斯涌出量为1.90m3/min，最大相对瓦斯涌出量为2.00m3/t。开采11号煤层期

7、间，矿井最大绝对瓦斯涌出量为7.117.74m3/min，最大相对瓦斯涌出量为7.518.18m3/t。按照煤矿安全规程第133条的规定，开拓煤业开采3号、11号煤层的各生产时期均属低瓦斯矿井。第二节 煤（岩）层赋存特征一、含煤性井田内含煤地层主要为二叠系下统山西组和石炭系上统太原组。山西组含煤3层，其中2、3号煤层为可采煤层，其余不可采；山西组煤层平均厚度4.28m，地层平均厚度33.51m，含煤系数为12.77%。太原组含煤7层，分别为5、6、7、7下、9、10、11号煤层，其中5、6、7下、7、9、10号煤层不稳定不可采煤层，11号为稳定可采煤层；太原组煤层平均厚度4.75m，地层平均厚

8、度为94.33m，含煤系数为5.04%。二、可采煤层井田可采煤层为2、3、11号煤层，山西组的2、3号煤层为稳定可采煤层，太原组的11号煤层为可采煤层，现分述如下：1、2号煤层位于山西组的上部，上距K8砂岩底面10.6017.20m。煤层厚度2.052.30m，平均2.12m。煤层沿走向上，有向南变薄的趋势。本煤层结构简单，不含夹矸，属稳定可采煤层。煤层顶底板多为泥岩、粉砂岩，局部地段相变为中砂岩夹泥岩。2、3号煤层上距2号煤层底板0.706.39m，平均4.22m。煤层厚度1.152.60m，平均1.93m；含夹矸02层，结构较简单。属稳定可采煤层。煤层顶板为泥岩，局部为粉砂岩。底板为泥岩、

9、炭质泥岩。3、11号煤层位于太原组下部，上距3号煤层底板91.2296.25m，平均93.78m。煤层厚度2.802.85m，平均2.81m，不含夹矸，结构简单。为稳定可采煤层。煤层顶板为泥岩、铝土泥岩，底板为泥岩，铝土泥岩。第三节 地质构造井田位于霍西煤田西南边缘，在区域构造上处于祁吕弧东翼外带的西缘，在南王家坪至马家庄和吉家庄至山头区域大断裂西侧，居克城碾子腰向斜中的王家庄向斜中段。井田总体构造为褶曲构造，褶曲开阔平缓。井田内地层总体产状为走向北西，倾向北东和南西，倾角28。现简述如下：1、褶曲S1背斜：位于井田中部，轴向北西，向南东倾伏，两翼地层倾角基本一致，地层倾角28左右。背斜轴在井

10、田内延伸长度2000m左右。S2向斜：位于S1背斜西部，轴向北西向，向南东倾伏，两翼地层倾角基本一致，地层倾角35左右。向斜轴在井田内延伸长度1200m左右。2、断层井田内共发育1条正断层（F1）。F1正断层：位于井田东部，由井下巷道揭露，走向北东，倾向北西，落差5m，倾角70，井田内延伸长度135m左右。3、陷落柱根据2号煤层采掘揭露及本次补勘所见，井田内共发现5个陷落柱，本井田东部陷落柱较为发育。在本次补勘工作中，补1号孔在160m以下地层岩芯较破碎、杂乱，且局部倾角较大，推断为X5陷落柱，陷落柱范围不祥，目前仅按图中所见控制。详见表2-3。陷落柱统计表表2-3 陷落柱特 征陷落柱编号位置

11、长（m）宽（m）形状备注X1井田东南角7060椭圆形2号煤层开采中揭露X2井田东南部4540椭圆形X3井田东南部3525椭圆形X4井田东南部7060椭圆形X5井田东北角3020椭圆形本次补勘揭露井田内未发岩浆岩的侵入体。综上所述，本井田构造为简单类型。第三章 支护说明第一节 支护设计一、井筒断面设计：井筒净断面13.73m2,表土段及基岩风化段20米采用砼浇筑支护，砼强度C25，断面为圆形，净直径4.2m。砼浇筑厚度500mm，内加钢筋网主筋直径18、辅助筋直径12，网格200*200：基岩段锚喷支护：锚杆采用直径20*2000，间排距800*800mm，网片采用直径6mm的焊接网，网格为10

12、0mm*100mm，喷厚150mm，砼强度C20。二、支护方式（一）临时支护：1、回风立井表土层用挖掘机辅以人工一次性整平，多余渣土用自卸汽车外运。2、立井进入锁口段施工,表土段采用人工铁锹、风镐和挖掘机配合，实行短掘短砌。3、放炮后，找掉井壁松动的危岩后，打锚杆进行支护，支护应有足够的强度。（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（段长据实际情况而定），根据设计图纸要求，为砼支护，砼C20，壁厚度500mm。2、基岩段采用锚喷支护，砼C20,支护厚度150mm.（三）支护质量规定： 支护质量规定表（素砼）保证项目检查项目1施工材料的材质、品种、规格、强度结构

13、。2水泥标号、生产日期。3砂浆配合比、砼厚度。基本项目检查项目设计值合格标准1井筒净直径井筒中心线至井壁2100502井筒毛断面井筒中心线至井壁25000+2502400-30+150第二节 支护工艺一、支护材料:井口锁口段砼浇注(强度C20)材料选用中砂，4.25#矿渣硅酸岩水泥及粒径1631.5的石子作为粗骨料，水泥：砂：粗骨料：水=1：2.06:3.67：0.56。 二、砼浇注施工方法：（1）碹骨、模板加工制作符合生产需要，数量够一个原班使用；（2）浇注用具、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

14、线，放出墙体立模边线，根据中线用风镐挖够墙体基础；（5）根据设计要求绑扎、支墙体模板、浇注井壁砼；（6）搭脚手架、移碹骨、支模板；（7）浇筑时要加强振捣，每浇筑300mm厚振捣一次，振捣时，振动棒移动距离500mm左右，振捣时间在2030s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。(8)砼浇筑质量要求：模板组装和碹骨架设必须牢固可靠；砼支护厚度、墙体基础深度不小于设计；砼表面质量无裂缝、蜂窝孔洞现象；壁后充填饱满密实，无空带、空帮现象；砼表面平整度不大于10mm，接茬不大于30mm；砼支护强度达到设计要求C25，其配比为水泥

15、：砂：骨料：水=1:2.06:3.67:0.56第四章 施工工艺第一节 施工方法采用风钻打眼，爆破作业，人工装渣到吊桶中，普通金属模板混凝土浇灌的方法施工。一、立井表土段、基岩风化段施工：立井表土段、基岩风化采用人工铁锹、风镐和放震动炮扩刷井筒至设计规格，矸石攉入立井中、普通金属模板砌筑外壁，溜槽下放混凝土。安全出口、风硐:安全出口底板标高为+1279.27m设计为拱形半圆断面净墙高1200mm，拱高1000mm，浇筑砼厚度300mm；风硐底板标高为+1275.27m设计为拱形半圆断面墙高1500mm，拱高1500mm，浇筑砼厚度500mm。碹胎采用12#槽钢制作，模板厚50mm，长度1300

16、mm，模板恰好不能支撑全面的时候，可加用厚50mm的松木板代替钢模板。安全出口、风硐必须与立井交接处必须同时浇筑，形成一个整体。二、立井基岩段施工：采用钢管、工字钢井架。安装井架或井架上的设备时必须盖严井口。装备井筒与安装井架及井架上的设备平行作业时，井口掩盖装置必须坚固可靠，能承受井架上坠落物的冲击。提升系统采用JZ5/100型提升绞机单钩提升，配2.0m3吊桶提升人员或下料。井筒设置一趟108mm压风管、一趟89mm排水水管和800风筒，均采用井壁固定。两台凿井JTP-1.61.2凿岩绞车吊吊盘作为施工操作平台。封口盘上使用20mm螺纹钢筋和6.5mm钢筋网焊接围栏，进出口设置栅栏门，确保

17、安全。人员乘吊桶时，2.0m3吊桶乘人严禁超过6人，同时系好安全带。凿井期间， 由上向下光面爆破法全断面掘砌施工，每次掘进长度为1.8m。遇破碎带需加强临时支护，临时支护采用锚网。锚杆为222000mm的螺纹钢锚杆，间排距800mm800,网片规格为3000mm1000mm,网格为100mm100mm,由6.5mm的焊接而成，金属网搭接长度为100mm。立模：立模半径为2000mm，模板去掉韧角后之下而上分层立模浇筑，施工人员必须按设计尺寸进行立模确保偏差不超过+30mm。模板必须在地面预组装，经验收合格后方可入井。模板必须组装牢固可靠，发现问题必须立即处理更换模板。正常情况下施工工序：先进行

18、敲帮,处理安全后 清除原立井中渣子 检查瓦斯 打眼 装药 联线 撤出工具设备、瓦斯传感器吊盘等 检查瓦斯 放炮 检查瓦斯 检查拒爆、清除危岩 临时支护 洒水防尘 排矸 拉中线确定断面尺寸 吊边线测量壁厚 平底立模 浇筑砼 拆模。第二节 施工工艺一、封口盘的施工：井口采用55#工字钢做主梁，辅梁为32#工字钢，上铺6mm花纹钢板，安设滑开式铁门（下部55#工字钢上焊轨道，铁门下安装矿车对轮），并预留凿井绞车钢丝绳孔位。二、井筒表土段施工：表土段采用放震动炮配合人工铁锹、风镐和三角铲攉渣至井筒内，施工位置搭建临时吊盘上，吊盘必须用5软钢丝绳把该吊盘与地面固定牢固。攉渣时还必须站在临时施工盘上。施工

19、人员施工时必须全部系好安全带。施工过程中，要严格按照设计、规范要求的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。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。砼入模温度冬春季节不能小于10，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：根据井筒穿过的地层地质及井筒技术特征，井筒采用短段掘进、浇筑混合作业方式施工，遇到含水层在保证施工安全、质量的前提下，把握有利时机，采取综合措施组织快速施工通过。选用人工打眼、装药、放炮、装岩，绞车吊桶提升物料。普通金属模

20、板、自卸式汽车为主的钻眼、放炮、出渣、提升、浇注作业线。1、钻眼爆破：采用YT-28型风钻打眼，3台同时作业，压风来自地面SZC-132-20m3型二台螺杆式压风机供压风（一台工作，一台备用），地面压风主管路采用直径108mm钢管，井内布置一路直径50mm钢管做压风管，选用直径28mm的中空六角钻杆，钻头使用 “三角”型或“十”字型，湿式打眼。炸药选用煤矿许用乳化炸药，雷管选用6m长脚线毫秒延期雷管，专用发爆器引爆电雷管。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，挖去原井筒内矸石，在需开挖的井边打一圈深200

21、0mm深的周边眼。打眼采取分区定人、定钻、定眼位、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。 装药：用专用吹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。装药及起爆顺序：采用正向连续装药，内圈眼和周边眼分次起爆。联线起爆：按串联法联线，将井内设备提至安全高度，人员升到地面后，开启井盖门，井口四周安全距离处设立警戒人后，进行放炮。2、排矸：利用人工装矸。井筒提升采用JZ5/100型绞车，配一套单钩2m3吊桶提升。采用自动座钩式翻矸，矸石通过溜槽溜入自卸汽车，运至排矸场地，ZL-50型装载机辅助平整场地。3、浇注：采用

22、普通金属模板浇注，为方便脱立模，缩短立模时间，在浇灌口上设环形斜面板，保证接茬严密，浇注模板有效高度为1.25m。浇注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10。四、降尘方式：采用湿式打眼，放炮后喷雾洒水，装矸前对矸石堆人工喷雾洒水等方法降尘。第三节 爆破作业一、爆破要求1、表土段、基岩风化段采用放震动炮。2、基岩段进入基岩段后，由上向下采用光面爆破法，见炮眼布置图。放炮前，将井内设备提至安全高度，人员升到地面，对井口周围的

23、设备加以保护，以防砸坏设备。设好警戒后开启井盖门放炮。使用煤矿许用乳化炸药，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。二、爆破说明书：类别眼号眼深（m）角度每眼装药 量 （kg）使用 雷管 （发）眼距（mm）封泥长度（mm）连线方式起爆顺序内圈眼1231.8垂直0.423504500串联周边眼24591.8垂直0.436410500合计23.659三、爆破要求及措施：1、一次打眼两次起爆。2、在火工品的领退及使用过程中，严格由放炮员按照安全规程要求操作，其他人员严禁代为操作，班（组）长、瓦检员、放炮员亲自操作，安检员监督执行，严格执行“一炮三检”和“三

24、人连锁放炮制度”。3、加强火工品管理和员工自主保安意识。4、加强瞎炮、残爆的管理，严格按照规程要求执行，当班的瞎炮、残爆当班处理完毕，严禁交于下班处理。具体要求见安全技术措施。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（2m3）。二、运输方式采用人工装矸，吊桶装运矸石，JZ5/10型绞车提升至地面，自卸车向外运输。第五节 管线敷设掘进施工中所敷设的电缆、管路、风筒、凿岩绞车绳等，应按照断面图中规定的位置敷设，吊挂牢固整齐。第五章 劳动组织与主要技术经济第一节 劳动组织巷道掘进采用“三八”制作业方式（一天三班，每班八小时）组织生产，每日一个循环，炮眼深度2.0m，取炮眼利用率

25、90%，每炮进尺1.8m，日进度成巷1.8m，循环率80%（见劳动组织循环图表）。劳动组织循环图表 出勤人数工种一班二班三班合计打眼工66爆破工11出渣工55搅拌司机11班长1113上料工11拌料工（兼）11安全员1113瓦斯检验员1113立(拆)模工5611绞车工汽车司机2114混凝土震捣工22信号工2215合计19141346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

26、正规循环作业图表）第三节 技术经济指标表项 目单 位指 标说 明立井长度m190坡度90起点标高m+1282.97终点标高m+1207.97循环推进m1.8月进尺m35工作效率m/工0.76在册人数人53出勤人数人46出勤率86.8%日循环数个0.65炸药kg/m13.1雷管发/m32.8 第六章 主要生产工艺及施工设备第一节 通风系统一、掘进工作面风量计算：根据设计图和井下生产条件可知，井筒净断面13.58m2，同时起爆炸药最大数量30.8kg，掘进迎头最多同时工作及检查人数为6 人，据临汾市煤炭工业局临煤审发200869号文件，2008年山西蒲县道子里煤业2号煤层瓦斯绝对涌出量为0.30m

27、3/min，瓦斯相对涌出量为0.70m3/t，二氧化碳绝对涌出量为0.61m3/min，二氧化碳相对涌出量为1.43m3/t，为低瓦斯矿井。1、按瓦斯涌出量计算：Q掘=100qk m3/min式中：Q掘掘进工作面实际需要风量，m3/min；100单位瓦斯涌出量配风量，以回风流瓦斯浓度不超过1%或二氧化碳浓度不超过1.5%的换算值；q根据井下实测，取0.30m3/min；K炮掘工作面取2.0；则：Q=1000.302=60m3/min2、按炸药使用量计算：Q掘 =25A式中：Q掘掘进工作面实际需要风量，m3/min；A按工作面一次爆破所用的最大炸药用量，取14.4kg则：Q=2514.4=360

28、m3/min3、按工作人员数量计算：Q掘=4N式中：Q掘掘进工作面实际需要风量，m3/min； N根据井下巷道掘进时最多人数定员，取6人。则：Q=46=24m3/min按掘进巷道最低风速计算:Q低=0.2560S净 式中：S净掘进工作面设计净断面积，。Q低=0.256012.56=188.4 m3/min5、按掘进巷道最高风速计算:Q高=460S净 式中：S净掘进工作面设计净断面积，。Q高=46012.56=3014.4 m3/min6、按照风速进行计算：Q低Q掘Q高 即： 180.4 m3/min360m3/min3014.4 m3/min式中：Q掘掘进工作面风量，m3/min； Q低最低允

29、许风量； Q高最高允许风量，根据上述计算，风井立井掘进工作面生产期间所需风量取最大值为360m3/min，故确定该掘进迎头需风量为360m3/min。二、局部通风机选型：1、风筒漏风率：P末漏=P100末L掘末/100式中P末漏 ：掘进末期风筒漏风率。P100末 ：风筒百米漏风率，参考其它工地相同距离风筒漏风实测值取1.5%。L掘末： 掘进末期风筒长度，为100米。P末漏 = 1.5%100/100=1.5%。2、局部通风机需风量:Q局需=Q掘需/(1-P末漏 ) m3/min。式中Q局需：局部通风机需风量。Q掘需：掘进工作面需风量。Q局需=360/(11.5%)=365.5m3/min。按我矿局部通风机及风筒选用情况：选用FBD5.6/112局部通风机，配套800mm风筒。3、局部通风机选型校核:局部通风机供风阻力：