毕业论文-黄金煤矿主斜井井筒掘砌工程施工组织设计.doc

东北大学继续教育学院毕业设计（论文）东北大学毕业设计（论文） 东北大学继续教育学院教务处 毕业设计(论 文) GRADUATE DESIGN (THESIS) 设计（论文）题目 黄金煤矿主斜井井筒掘砌工程施工组织设计学 生 学习中心 贵州安顺奥鹏学习中心25专 业 采矿工程指导教师 二XX年 XX 月 XX 日毕业设计（论文）任务书毕业设计（论文）题目：黄金煤矿主斜井井筒掘砌工程施工组织设计 基本内容：依据山西忻州黄金煤业有限公司初步设计，从施工方案、施工工艺、以及劳动组织、作业形式等方面对新掘主斜井井筒掘砌工程进行了设计。指导教师：年月日指 导 教 师 评 语从设计 （论文）的选题、内容、论点、论据、结论、实验数据的可靠性、方法的运用、工作量、图件的质量、创新性、科学态度、环境保护、外文资料和计算机应用等方面予以评述：指导教师签字： 指导教师职称：评阅时间 年 月 日65东北大学继续教育学院毕业设计（论文）指导记录教学中心：贵州安顺奥鹏学习中心25 年级专业：采矿工程学生姓名：肖刚指导日期指 导 内 容指导教师签字东北大学继续教育学院毕业设计（论文） 设计（论文）题目： 黄金煤矿主斜井井筒掘砌工程施工组织设计 姓名： 肖刚 学 号： C78530112090004 专业： 采矿工程 学习中心：贵州安顺奥鹏学习中心25 住址： 贵州省普定县顺时花园5号楼1单元302室 电话：Email: . 指导教师： 戴星航 摘 要黄金煤矿矿井位于山西省原平市北西35km处，宁武煤田中东部，行政。行政区划属原平市长梁沟镇管辖随着我国煤炭形势的好转，对煤炭需求日益增加，出现了供不应求的局面，煤炭产量已不能满足日益增长的市场需求，为了进一步提高经济效益，根据规划，黄金矿井需尽快开发建设。矿井主斜井井筒掘砌工程施工组织设计的思想是充分利用煤炭资源，依靠科技进步，积极采用国内比较成熟的技术装备和先进的生产工艺，特别是适合本矿井特点的工艺及设备。在充分考虑技术发展的基础上，因地制宜，根据资源条件，建设高产高效现代化矿井。同时对对矿井主要技术方案进行全面比选，确保使矿井建成高水平、高标准、高质量、投资省、工期短、安全有保证、国内一流的矿井。按照高产高效原则，精简人员和地面非生产性设施，以降低矿井投资和生产成本。设计特点如下：（1）根据该井田的地质储量计算矿井设计生产能力为90万t/a，考虑矿井今后的发展，主要系统环节留有30万t/a的余地。（2）井田的走向为西北，向西南倾斜，煤层倾角为1428煤层平均厚度4.54m。（3）采用斜井开拓方式。主斜井、布置在工业场地内，其中主斜井装备1m宽胶带输送机，倾角13,斜长1000m，担负煤炭提升任务；主斜井：采用三心拱形断面，采用粗料石砌碹支护，井筒内敷设照明电缆、通讯电缆、动力电缆、洒水管、台阶，设水沟。（4）大巷煤炭运输采用胶带机连续运输，大巷辅助运输采用架线式电机车。（5）根据宁武地区实际情况，考虑矿井煤层赋存条件，本次设计主要考虑2号煤的开采；达产时中央及南一盘区各布置一个放顶煤综采工作面。（6）考虑到矿井瓦斯含量高，采用抽出式通风，同时设计采用抽放率较高的瓦斯高抽巷进行瓦斯抽放，并辅以内错瓦斯尾巷排放瓦斯。关键词：斜井；胶带机连续运输；放顶煤综采目 录摘 要5目 录7第一章 绪论101.1 研究的背景和意义101.2 国内外研究现状111.3 本文的主要内容14第二章 工程背景介绍162.1 工程概况162.2 地层地质及水文地质概况162.2.1自然条件162.2.2地层172.2.3煤层202.2.4水文地质212.2.5其它开采技术条件282.3 工程巷道概况322.3.2巷道支护形式332.3.3巷道断面362.4 辅助工程36第三章 斜井施工方案及支护383.1 施工方案的选择383.2 主斜井表土及风化基岩段支护设计383.2.1 支护形式383.2.2 支护工艺流程393.2.3 作业形式393.3 基岩段支护设计393.4 支护工艺393.5 进场准备工作433.6 正式开工准备45第四章 斜井井筒施工工艺474.1 作业方式474.1.1 钻爆工艺流程484.1.2 钻爆工序要求484.2 爆破作业494.3 施工质量技术要求494.4 装运要求494.5 管线布置504.6 设备及工具配备（单个井筒）504.7 装岩、排矸514.8 临时支护514.9 永久支护514.10劳动组织544.11 正规循环作业54第五章 总结与展望585.1 全文总结585.2 今后的研究方向和展望59参考文献61第一章 绪论1.1 研究的背景和意义在当今社会发展的新形式下，井筒施工的进步和完善始终是采矿学科发展的主题。在发展现代掘进工艺的同时，继续发展多层次、多样化的掘进工艺，建立具有中国特色的掘进技术理论。我国井筒掘进方法已趋成熟，斜井掘进技术的应用在不断扩展，应用水平和理论研究的深度和广度都在不断提高。本论文阐述了斜井施工炮掘技术相关作了分析并对其带来的环境影响阐述了针对性的技术。斜井施工既不同于立井也不同于平巷，它是指掘进方向在垂直方向和水平方向之间的一种施工方式，其斜度一般在1025之间，但由于地形及煤层条件的限制，也有大于25至35的大倾角斜井 通常，在长隧道施工中设置斜井，用来增加工作面缩短工期，但同时也会增加修建矿井的投入和使用过程中的运输成本 当隧道贯通后，根据设计，斜井通常作为运输通道，或是通风管道，或是封死，或是堵住 斜井的井筒断面形状和支护形式的选择与平巷基本一致，但斜井服务年限长，并且从受力性能采用石材体式支护及锚喷支护的方便性等因素考虑，斜井断面多采用半圆拱形圆弧拱形或三心拱形断面。黄金煤矿矿井位于山西省原平市北西35km处，宁武煤田中东部，行政。行政区划属原平市长梁沟镇管辖随着我国煤炭形势的好转，对煤炭需求日益增加，出现了供不应求的局面，煤炭产量已不能满足日益增长的市场需求，为了进一步提高经济效益，根据规划，黄金矿井需尽快开发建设。斜井作为开发的重要组成部分，对其主斜井井筒掘砌工程施工组织设计无疑具有重要的现实意义。1.2 国内外研究现状斜井按用途一般可分为: 提升煤炭或矿石的主斜井; 提升矸石下放材料设备和行人通风的副斜井; 出风和兼作安全出口的斜风井; 对特大涌水的矿井，还有专门敷设管路的排水斜井; 采用水砂充填处理采空区的矿井还有专门的注砂斜井等 其中主斜井按其提升方式又有矿车单车或串车提升斜井; 箕斗提升斜井; 胶带运输提升斜井和无极绳提升的斜井;而副斜井作为辅助提升，多为串车提升斜井。目前我国主要的斜井施工技术主要有斜井开拓施工技术、爆破施工技术以及锚喷支护施工技术。各自的特点如下：1、斜井开拓施工技术适用对于缓倾斜和倾斜矿床，斜井开拓无疑使最适合的施工方式，特别是在倾角为20-40之间的层状矿床的开拓而对于急倾斜侧翼倾覆的矿床可用侧翼斜井开拓，也有在急倾斜矿床采用伪倾斜斜井开拓的斜井开拓比竖井开拓要简单的多，其建设速度与投资相对竖井而言拥有较大的优势 早期，由于斜井提升能力小，经营费用高，管理复杂，故多用于开拓矿层埋藏较浅的中小型矿山，大型矿山使用较少 但是，随着带式输送机的发展，为大型或特大型矿山采用斜井开拓提供了广泛的发展空间在国外，煤矿采用带式输送机斜井开拓已得到广泛运用，并逐步朝向大型化发展 带宽达1400-2000mm，单机长度已突破1000m，斜井斜长达2000-4000m，带式输送机上坡可达18-20，下坡15-16，自动化程度也越来越高，保护装置和安全设施也日益完善。2、爆破施工技术斜井掘进施工中通常采用爆破的方法形成所设计需要的轮廓 所谓爆破施工就是利用炸药在空气水土石介质或物体中爆炸所产生的巨大能量破坏某些物体的原始结构，从而达到预期目的的一门技术 这种破坏效果不是其他方法能代替的，它虽然不是独立完成一个工程，但却是一个重要的工序，在煤矿建设中发挥着重要作用光面爆破也叫轮廓爆破周边爆破，是井巷掘进中的一种新爆破技术，使用这种方法爆破出的新壁面保持平整而不受明显破坏 它是控制爆破中的一种方法，目的是使爆破后留下的井巷围岩形状规则，符合设计要求，具有表面平整损伤小稳定性好的特点 对于提高井巷施工进度降低巷道支护成本起着重大作用。但是在目前实际应用中，由于部分施工人员对光爆的认识不足，在岩巷掘进爆破实施过程中，大多存在着打眼数量不足打眼无规则装药过多乱放炮的现象，造成了炮眼利用率低岩石碎块抛掷远爆堆不集中周边超挖大巷道成形差围岩松动破坏严重等后果，特别在松软岩层中，周边很难留下半边眼痕严重影响掘进速度，同时也增加了不必要的支护成本3、锚喷支护施工技术与传统的支撑式巷道支护相比，锚喷支护的技术性和经济性更为优越 当前，锚喷支护已经成为井下巷道支护的重要形式，但同时锚喷支护技术也是一项较为复杂的系统工程，它的成功与否不仅与巷道支护设计现场施工材料质量有关，还与巷道所处的围岩岩性密切相关 尤其是对于由于软岩产生的破坏，锚喷支护技术效果显著锚喷支护在原理上属于主动支护，其通过锚杆的安装，在围岩内部对围岩进行加固，迅速形成一个围岩 支护的整体承载结构，充分地将围岩的自身承载能力加以利用，同时，减小围岩变形，防止离层和片帮，改善巷道的稳定在巷道开挖后，岩体的原有力学平衡状态遭到破坏，使巷道周围的岩石发生位移，造成应力的重新分布，导致顶板下沉底板鼓起两帮移近及片帮冒顶等后果 围岩所处的地质条件和物理力学性质，也使这些现象出现的时间形式及程度等有多不同 以断面为拱形巷道为例，依次安装锚杆后，锚固端与垫板之间会形成压缩带 这种压缩带在巷道围岩内形成后，它与巷道帮顶的深部围岩紧密啮合，行程类似于完整碹体 锚杆压缩带形成的碹体与巷道内衬混凝土碹其它框形支架相比，拥有的抗压性能更好，这种结构也不易产生应力集中现象 由此可见锚杆支护不仅成本上优势明显，而且有很大的支撑力与发展潜力在支护安装前后，由于应力条件差，会在巷道围岩处产生变形，使喷体与外层围岩处于受压状态，即巷道围岩会产生切向应力 如果围岩切向的压应力超过围岩的单轴抗压强度时，就会产生变形，严重的会发生断裂 锚喷支护巷道围岩受压所产生的断裂破坏，一般情况下首先是发生在拱顶部位当断裂裂口碎屑脱离喷体后，裂口两侧的切向压力立即缓解，导致围岩向巷内移动，锚杆拉力同时增大，锚杆拉长 因为有围岩变形处断裂裂口存在，在切向应力作用围岩会向深部转移，导致断裂现象向深部发展，新的断裂碎屑在挤压过程中使外部断口扩大变宽甚至造成岩块脱落，杆体外端裸露 由于围岩变形，压应力继续向外层围岩转移，断裂继续向深部发展，导致锚杆切向载荷增加，使杆体呈弯曲变形导锚杆失效。1.3 本文的主要内容本文主要做对斜井施工方案及支护、斜井施工工艺、斜井掘进施工安全技术措施进行了阐述，围绕以上研究设计方向，本文的主要研究内容安排如下:第一章 绪论。主要介绍了本文所研究对象的研究背景与本课题的意义，概述了我国现阶段斜井以及斜井施工工艺等方面的知识，同时介绍了国内外有关斜井施工工艺的研究现状。第二章 工程背景介绍。通过对工程概况、地层地质以及水文地质的介绍，了解了主斜井的工程概况。第三章 主斜井井筒的施工方案选择。本章主要阐述了主斜井的施工方案，包括主斜井施工方案的选择与主斜井井筒表土及风化基岩支护设计。第四章 斜井施工工艺。本章主要阐述了斜井的施工工艺，包括作业方式、支护、装运、爆破等方面的要求与作业方式。第五章 结论与展望。本章概括总结了全文所做的工作和主要结论,并简单叙述了本文没有考虑的因素和待解决的问题，对本课题可进一步的研究工作提出展望。第二章 工程背景介绍2.1 工程概况黄金煤业有限公司位于原平市北西35km处，宁武煤田中东部，行政区划属原平市长梁沟镇管辖。井田内交通较为便利，本矿距北同蒲铁路轩岗火车站直距24km,距大运公路直距20km，其间有乡村公路相通，有利于煤炭外运。2.2 地层地质及水文地质概况2.2.1自然条件1、地形地貌井田位于宁武云中山西麓，玉林河从井田东缘由南向北穿过，树枝状支沟呈近东西向展布构成井田沟梁相间的起伏地貌，井田中部为一南北向绵延梁脊，梁脊多为黄土覆盖。井田内总体地势为南部高北部低，最高点位于井田南部山顶，标高为1854.3m，最低点位于井田西北部沟谷，标高为1593m，最大相对高差为261.3m。2、气象条件本区属大陆性半干旱气候，夏季短而炎热，冬季长而寒冷，气候变化剧烈。7至8月份气温高达33，平均气温20左右，12月至1月份气温最低至22.2，1月份平均气温9.7。霜冻期从10月上旬至次年4月中旬，无霜期150170天，最大冻土深度1.5m。3、降水量井田年降水量162-760mm，平均年降雨量465mm。降雨多集中于7、8、9月份，占全年降水量75%左右。4、蒸发量井田年蒸发量1638mm，多集中于4-6月，占全年蒸发量63%-68%。蒸发量为降水量的3.5倍以上。5、风冬春两季以西北风居多，夏秋两季以东南风为主。风速一般在2m/s左右，最大风速18m/s。霜冻期从10月上旬至次年4月中旬，无霜期150170天，最大冻土深度1.5m。据中华人民共和国建筑抗震设计规范（GB50012001），本区地震设防烈度为度，地震动峰值加速度为0.15g。2.2.2地层本井田位于宁武煤田轩岗矿区，根据地表出露、巷道揭露及井田南部贾庄井田02钻孔资料，井田内地层由老至新分别为奥陶系中统上马家沟组、石炭系中统本溪组、上统太原组、二叠系下统山西组、下石盒子组、上统上石盒子组、第四系上更新统及全新统，现分述如下：1、奥陶系中统上马家沟组（）含煤地层之基底，总厚度250300m，主要为浅海相碳酸盐岩沉积，岩性由灰色石灰岩、白云质灰岩、泥灰岩、角砾状灰岩等组成，与下伏下马家沟组整合接触。2、石炭系（C）(1)中统本溪组（C2b）平行不整合于下伏奥陶系中统上马家沟组地层之上，上部主要为浅灰色中细粒铁、泥质胶结砂岩，成份以石英为主，下部主要为灰色中厚层状铝土岩，局部夹透镜状褐铁矿即山西式铁矿及深灰色含铝质、铁质鲕粒泥岩。本组厚度30.00-50.91m,平均40.00m。(2)上统太原组（）连续沉积于本溪组地层之上，为井田内主要含煤地层。由灰色、灰黑色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩及灰黑色海相泥岩、煤组成，该区本组海相灰岩不发育，相变为海相泥岩，底部含丰富的动物碎屑化石，海相泥岩有两层，分别为4号煤层和5上号煤层的顶板，为井田识别4号和5上号、5号煤层的标志层，本组含煤自上而下编号为2、3、4、5上、5号煤层，局部含6号煤层。本组底部为灰白色K1石英砂岩，硅、钙质胶结，以细粒为主，局部相变为中粒或粉砂岩，质硬。本组地层厚度96.31-127.26m，平均104.21m。3、二叠系（P）(1)下统山西组(P1s)连续沉积于太原组之上，由灰色、深灰色泥岩、砂质泥岩、灰白色中细砂岩、煤组成。为井田内次要含煤地层。井田内含01、02、03号煤层，均不稳定，不可采。本组底部K2为灰白色中粗粒石英砂岩，分选、磨园度好，钙质胶结，质硬，局部相变为粉砂岩，为太原组2号煤层的老顶，为良好的标志层，本组地层厚度33.71-54.74m，平均42.34m。(2)下统下石盒子组（P1x）连续沉积于下伏山西组之上，主要由灰色、灰绿色、灰黑色砂质泥岩、泥岩、细-粗粒砂岩、粉砂岩、粘土泥岩等，近顶部见杂色铝质泥岩、含铁质鲕粒（俗称“桃花泥岩”），为上、下石盒子组分界的辅助标志。底部为灰绿色中细粒长石石英砂岩（K3）。厚81.97103.70m,平均98.44m。(3)上统上石盒子组（P2s）连续沉积于下伏下石盒子组之上，根据02号钻孔资料，该地层在本井田最大残留厚度为170.35m，主要为中下段地层，依岩性特征分别为:下段（P2s1）：主要由灰绿色泥岩、砂质泥岩，夹黄绿色、灰绿色中、粗粒砂岩，底部分界砂岩（K4），成分以长石、石英为主，具楔状交错层理，局部含砾，本段厚度44.0072.80m,平均67.62m。中段（P2s2）：主要由浅黄绿、灰绿色细粗粒砂岩，夹紫色、灰绿色泥岩、砂质泥岩，底部为一浅黄绿色中粒砂岩（K5），泥质胶结，易风化。本段在本井田最大残留厚度为126.35m。4、第四系（Q）(1)上更新统（Q3）分布于井田西部沟谷阶地上，厚0-55m，为灰、浅灰黄色砂质粘土，含大量冲积砾石，夹砂砾石层。不整合于下伏各时代地层之上。(2)全新统（Q4）为现代冲洪积物，分布于玉林河床及井田内较大沟谷底部，由紫色、杂色砂、卵砾石组成。含丰富的潜水，为当地居民饮用水源，厚020m。2.2.3煤层一、含煤性井田内主要含煤地层为石炭系上统太原组及二叠系下统山西组。太原组地层平均厚度104.21m，本组含2、3、4、5上、5、6号煤层。其中2、3、5号煤层为本井田赋煤区稳定可采煤层，根据井田内现有巷道揭露及贾庄井田钻探资料，4、5上、6号煤层为零星可采煤层。2号煤厚4.09-6.16m，平均4.54m，3号煤厚1.02-1.50m,平均1.20m，4号煤厚0.30-1.50m，平均0.60m，5上号煤厚00.75m,平均0.53m，5号煤厚8.20-11.50m，平均9.51m，6号煤厚0-1.40m,平均0.50m。本组煤层平均总厚度为16.88m，含煤系数16.20%。山西组地层平均厚度为42.34m，本组主要含01、02、03号煤层，均为不可采煤层，01号煤层煤厚0-0.65 m，平均0.22m，02号煤层煤厚0-0.55 m，平均0.19m，03号煤层煤厚0-0.60m，平均0.45m。本组煤层平均总厚度为0.86m，含煤系数2.03%。二、可采煤层2.2.4水文地质一、地表水系井田内主要河流为玉林河，为季节性河流，除雨季洪水期水量较大外，平常水量很小。该河流位于井田东缘，由南向北流径长梁沟，在轩岗镇汇入阳武河，属海河流域滹沱河水系，一般情况下水量小于0.038m3/s。根据调查，井田内泉水出露较少，仅在碳庄村南芦小沟发现有两处泉水，出露地层为上石盒子组和石千峰组砂岩，流量分别为0.1L/s和0.2L/s，均很微小。水井集中于贾庄、炭庄村周围，经几处水井调查，出水层位为上石盒子组或第四系冲积层，第四系冲积层水位埋深0.55-2.5m, 炭庄一带水量较小，贾庄一带水量稍大。二、井田主要含水层1、奥陶系中统上马家沟组石灰岩岩溶含水岩组岩性由厚层状石灰岩、角砾状灰岩、泥灰岩等组成，以石灰岩为主要含水层，含岩溶水。根据石豹沟煤矿贾庄井田2003年6月施工的101号钻孔奥灰水位观测资料，奥灰水位埋深406.00m,奥灰水位标高为1217.77m。本井田位于贾庄井田南部距101号钻孔2000m处，根据101号水文钻孔资料及马圈泉出露高程推算本井田奥灰水位标高为1232-1230m，奥灰水流向北东。2、石炭系太原组砂岩裂隙含水层根据石豹沟煤矿贾庄井田勘探报告，203号专门水文孔对太原组进行抽水试验，降深56.10m时，单位涌水量0.00579L/s.m，渗透系数为0.0094m/d， 属弱含水层。抽水试验后恢复水位稳定在58.81m，水位标高1483.40m，水质类型为HCO3- MgCaK+Na型，矿化度为0.545g/L，总硬度327.33mg/L， PH值7.62。3、二叠系下统山西组砂岩裂隙含水层根据石豹沟煤矿贾庄井田勘探报告，101号专门水文孔对下石盒子组K3砂岩及山西组含水层进行抽水试验，降深22.51m时，单位涌水量0.00355L/s.m，渗透系数为0.00855m/d，属弱含水层。抽水试验后恢复水位稳定在89.46m，水位标高1534.31m，水质类型为HCO3- KNa型，矿化度为0.418g/L,总硬度53.46mg/L，PH值8.62。4、二叠系石盒子组砂岩裂隙含水层二叠系下统下石盒子组、上统上石盒子组，岩性由砂岩、砂质泥岩、泥岩等组成，以砂岩为主要含水层，含砂岩裂隙水，富水性弱。据石豹沟煤矿贾庄井田202、01、02、102号钻孔采样送验资料，上石盒子组水质类型HCO3Cl-K+Na型，矿化度375mg/L,总硬度21.82mg/L，PH值为8.55。下石盒子组水质类型HCO3 CaMg型，矿化度484mg/L,总硬度301.14mg/L，PH值为7.52。5、第四系冲积层孔隙含水层第四系冲积层主要为黄土、砂土、砂砾、卵石等冲洪积物，结构疏松，孔隙发育，是良好的储水条件。据石豹沟煤矿贾庄井田采样送验资料，水质类型为HCO3SO4CaMg型，矿化度616mg/L，PH值为8.32。三、隔水层1、石炭系中统本溪组位于煤系底部，本组厚度30-50m,其上部为浅灰色中细粒铁、质胶结的砂岩，下部主要为灰色厚层状铝土岩，局部夹透镜状“山西式铁矿”及深灰色含铝质、含铁质鲕粒泥岩，具有良好的隔水作用，为井田内主要隔水层。2、本溪组上覆各组地层中，砂岩含水层之间均夹有厚度不等的泥岩或砂质泥岩，一般不透水可起到相对层间隔水作用。四、充水因素分析1、地表水井田河流属海河流域滹沱河水系，井田内较大的河流为玉林河，沿井田东缘由南向北流经长梁沟，在轩岗镇汇入阳武河，为季节性河流，每年春季、冬季干枯无水。到夏季、秋季时，暴雨过后有洪水流过，平常流量小于0.038m3/s。井田内总体地势为南部高北部低，最大相对高差为261.3m。汛期地表径流快，不易积水，各沟谷的水汇集流入阳武河，最终流向滹沱河，而且井田内各井口标高均高于井口附近沟谷最高洪水位510m，地表径流不会对开采造成大的影响。2、砂岩裂隙水井田东南部，由于煤层埋藏较浅，当开采裂隙沟通上部风化裂隙带发生水力联系时，风化裂隙含水层成为矿井充水的主要充水来源。由于煤层上覆含水层富水性弱，因此，一般情况下，砂岩裂隙水对煤矿生产影响不大。3、古空、采空区积水古空及采空积水是矿井主要充水因素。本井田内2号煤层采空区积水量为5010m3，5号煤层采空区积水量为18425m3，开采3、5号煤层形成冒落带及导水裂隙高度超过相应煤层间距时，上部煤层采空区积水有可能通过冒落带及导水裂隙进入下部煤层巷道，现利用下列公式计算3、5号煤层开采形成的冒落带高度及导水裂隙带高度：H冒=100M/(4.7M+19)+2.2 （2-1）H导=100M/(1.6M+3.6)+5.6 （2-2）式中：H冒、H导为导水裂隙带的高度，M为煤层累计采厚其中，3号煤层累计采厚取1.50m，5号煤层累计采厚取11.50m（1）3号煤层开采形成的冒落带高度及导水裂隙高度分别为：H冒=1001.50/(4.71.5019)2.2=7.96m （2-3）H导=1001.50/ (1.61.50+3.6)+5.6=30.60m （2-4）由式2-3和式2-4计算并分析可得：3号煤层采空以后其冒落带及导水裂隙带的高度均大于2、3号煤层间距，所以在开采3号煤层时，2号煤层煤采空区积水对3号煤层有影响。（2）5号煤层开采形成的冒落带高度及导水裂隙高度分别为：H冒=10011.50/(4.711.5019)2.2=17.94m （2-5）H导=10011.50/(1.611.503.6)+5.6=57.87m （2-6）5号煤层采空以后形成的导水裂隙带的高度为57.87m,加上3号煤层开采对底板的破坏厚度取经验值17m，大于3、5号煤层间距（64.7471.18m），所以在开采5号煤层时，2、3号煤层煤采空区积水对5号煤层开采有影响。所以在生产过程中，为防止采空区积水对生产造成影响，开采过程中必须加强采空区积水探放工作，开采下层煤时先疏干上层煤采空区积水。4、奥灰水本井田属下马圈泉岩溶区域，井田奥灰水位标高为1232-1230m左右。井田内5号煤层最低底板标高为1260m,不存在承压开采，奥灰水对煤层开采无影响。 5、断层导水井田内发育2条断层，断层带岩石破碎，充填、胶结差，不同程度地存在导水性和富水性，对巷道掘进到断层附近必须超前探水，避免事故。总上所述，根据煤矿防治水规定(2009，国家安监总局)，本井田水文地质条件中等。五、水害防治措施本矿的主要水害是采(古)区积水。为预防水害事故的发生，在生产过程中必须采取下列相应的防治措施：1、进一步查明采空区积水情况，查明井田内与地表水、含水层及上部采空区有水力联系的导水断层、裂隙带，做好预留煤柱工作；2、必须经常检查矿区地表是否存在导水裂隙或其它导水通道，发现裂隙及其它导水通道，应及时回填密实；3、完善井下排水系统，必须预备有专用排水设施，除保证正常排水工作外，还要有足够的设备预防突发水害的抢险工作。4、采空区周围留有足够的防水煤柱，不得随意破坏。5、根据山西省煤炭工业局综合测试中心水质化验结果：5号煤层矿井水PH值为7.87，呈碱性，该矿井水基本达标排放。六、矿井涌水量预算井田内水文地质条件中等，地下水主要接受大气降水的渗入补给，补给水量较小，地下水各含水层富水性弱。根据被整合的三矿多年来的生产实践：原韩尖沟煤矿生产能力为3万t/a时,2号煤层矿井正常涌水量为12 m3/d，最大涌水量为16 m3/d，5号煤层矿井正常涌水量为8m3/d,最大涌水量为10 m3/d；原永昌煤矿生产能力为3万t/a时，2号煤层矿井正常涌水量为3m3/d,最大涌水量为6 m3/d，5号煤层矿井正常涌水量为2m3/d,最大涌水量为4 m3/d；原北峪河家沟煤矿只开采5号煤层，矿井生产能力为3万t/a 时，5号煤层矿井正常涌水量为18m3/d,最大涌水量为20 m3/d。采用富水系数比拟法预算矿井生产能力达90万t/a时2、5号煤层矿井涌水量：富水系数 （2-7）式中：K为富水系数，Q为单位时间内从矿井内排出水量（m3)，P为单位时间内煤炭开采量(t)采用被整合各矿2、5号煤层矿井涌水量最大值，即采用韩尖沟煤矿2号煤层涌水量、北峪河家沟煤矿5号煤层涌水量预算整合后矿井生产能力达90万t/a时2、5号煤层矿井涌水量：1、韩尖沟煤矿年生产能力3万t/a时，2号煤层矿井正常涌水量为12 m3/d，最大涌水量为16 m3/d。由富水系数公式可得2号煤层正常富水系数（K1）和最大富水系数（K2）分别为 （2-8） （2-9）预算矿井生产能力达90万t/a时，2号煤层矿井正常涌水量和最大涌水量分别为： （2-10） （2-11）2、北峪河家沟煤矿年生产能力3万t/a 时，5号煤层矿井正常涌水量为18 m3/d，最大涌水量为20m3/d。由富水系数公式可得5号煤层正常富水系数（K1）和最大富水系数（K2）分别为: (2-12) (2-13)预算矿井生产能力达90万t/a时，5号煤层矿井正常涌水量和最大涌水量分别为： (2-14) (2-15)经预算，预计煤矿整合后，年生产能力达90万t/a时，2号煤层矿井正常涌水量为15m3/h，最大涌水量为20m3/h；5号煤层矿井正常涌水量为22.5m3/h，最大涌水量为25m3/h。在顶板完整时，隔水性好，涌水量较小，当顶板破碎、节理裂隙发育或遇大的冒顶时，也会有较大涌水。应建立健全排水设施，保证安全生产。七、供水水源本矿生产生活用水现主要取自井下裂隙水。随着生产规模的扩大，生产和生活用水量增加，可考虑打深井取水，将奥灰岩溶水做为供水水源。2.2.5其它开采技术条件1、煤层顶底板岩石工程地质特征根据生产巷道揭露：2号煤层伪顶为泥岩、炭质泥岩,直接顶为厚2.20m左右的砂质泥岩，局部无直接顶，老顶为细砂岩或中粗砂岩，成分以石英为主，钙质胶结，质较硬，厚度1.40-7.28m,砂岩的抗压强度16.849.6 MPa，平均38.1MPa；直接底为厚0.35-3.8m，平均2.10m的泥岩，老底为厚2.60-10.35m的细砂岩，质硬，细砂岩岩性抗压强度64.872.4MPa，平均69.6MPa，底板未发生过底鼓现象。3号煤层伪顶为泥岩、炭质泥岩，质较软，局部无伪顶，老顶为细砂岩，厚2.6010.35m，平均6.69m，细砂岩抗压强度60.868.0MPa，平均64.8MPa，伪底为泥岩、炭质泥岩，老底为厚1.6118.47m的细砂岩，质较硬，岩性抗压强度38.441.6MPa，平均40.1MPa。5号煤层直接顶板为泥岩或砂质泥岩，厚度7.7915.55m,平均9.85m, 砂质泥岩抗压强度14.816.8MPa，平均15.9MPa，老顶为粉细砂岩。底板为粉砂岩或砂质泥岩，厚度2.405.07m，砂质泥岩抗压强度24.028.8MPa，平均26.7MPa。底板未发生过底鼓现象。井田内工程地质条件简单，边坡稳定性好，未出现滑坡、泥石流等地质现象。在生产过程中应严格按照煤矿安全规程、操作规程和作业规程操作，进一步加强现场的管理，避免冒顶事故的发生。2、瓦斯、煤尘及煤的自燃(1)瓦斯2006年根据山西省煤炭资源整合和有偿使用工作领导组办公室文件晋煤整合办核(2006)2号关于原平市煤炭资源整合和有偿使用工作方案的核准意见，山西原平黄金煤矿有限公司由原平市长梁沟镇永昌煤矿、原平市长梁沟镇炭庄村韩尖沟煤矿和原平市长梁沟镇北峪村河家沟煤矿及周边空白区进行资源整合而成，整合后煤矿一直处于基建阶段。根据山西省煤炭工业局文件晋煤安发2005284号关于忻州市煤矿矿井2004年瓦斯等级鉴定结果的批复：原平市长梁沟镇北峪河家沟煤矿瓦斯绝对涌出量为0.20m3/min，相对涌出量为2.07m3/t，二氧化碳绝对涌出量为0.12m3/min，相对涌出量为1.24m3/t；原平市长梁沟镇永昌煤矿瓦斯绝对涌出量为0.13m3/min，相对涌出量为2.60m3/t，二氧化碳绝对涌出量为0.11m3/min，相对涌出量为2.20m3/t；原平市长梁沟镇炭庄韩尖沟煤矿瓦斯绝对涌出量为0.38m3/min，相对涌出量为3.55m3/t，二氧化碳绝对涌出量为0.95m3/min，相对涌出量为8.88m3/t。以上三矿均属低瓦斯矿井。尽管如此，本区在今后的开采中，随着开采面积的增大，瓦斯含量可能增加，应随时对瓦斯涌出量进行监测，确保安全生产。同时在生产过程中注意采空区瓦斯对煤层开采的影响。本矿井虽属低沼气矿井，但应防患于未然，加强通风管理和必要的瓦斯检测。加强通风设施管理及风筒的维修，减少漏风；严格瓦斯检测制度，及时处理局部瓦斯积聚；掘进巷道一定要做到风电闭锁，采掘工作面须有瓦斯电闭锁装置，并安装瓦斯自动报警装置，矿灯应为瓦斯报警型。严禁由地面中性点直接接地的变压器直接向井下供电。井下所有采掘运排通等设备必须防爆，并经常检查，属失爆电气设备不得入井，要及时送检或更换。井下电气设备应装设短路、过负荷和漏电保护装置。煤电钻应有综合保护装置。(2)煤尘爆炸根据2008年10月29日国家煤及煤化工产品质量监督检验中心对2、3、5号煤层所作的煤尘爆炸定性分析和特性参量：本井田2号、3号、5号煤层煤尘均具爆炸性，在开采时应采取洒水降尘措施。2号煤层：火焰长度400mm，抑制爆炸加岩粉量85%，有爆炸危险性；5号煤层：火焰长度400mm，抑制爆炸加岩粉量85%，有爆炸危险性；8号煤层：火焰长度400mm，抑制爆炸加岩粉量80%，有爆炸危险性；为了降低煤尘，防止煤尘飞扬和爆炸，改善工人劳动环境，需本着预防为主的方针进行综合防尘。建立完善的喷雾洒水系统，在井下易产生煤尘的地点，如回采工作面，运输转载点，装车点，运输及回风顺槽等，应设置洒水装置，进行喷雾洒水降尘。严格控制井下风流、风速，风速增大时要采取相应的措施，防止煤尘飞扬。定时清洗、粉刷巷道。(3)煤的自燃据2008年10月29日国家煤及煤化工产品质量监督检验中心对2、3、5号煤层所作的“煤层自燃倾向性鉴定”，2号煤层吸氧量为0.67cm3/g，3号煤层吸氧量为0.69cm3/g，5号煤层吸氧量为0.69cm3/g，2、3、5号煤层自燃倾向等级均为级，均为自燃煤层，自然发火期3-4个月。本井田南部原北峪村河家沟煤矿2004年开采时曾发生过煤燃层自燃现象，已息灭且永久封闭。3、地温、地压据煤矿现有资料表明，平均地温梯度小于3/100m,地温未见异常现象，从矿井生产巷道维护与采空区冒落情况看，该井田地压显现不大。2.3 工程巷道概况2.3.1巷道位置及相邻关系该巷位于原永昌副井工广处。自主斜井F1点开门按方位251掘进，巷道坡度为21下坡。施工巷道全长347m。开门位置标高1618.00m（），停掘位置标高1503.96m（）。2.3.2巷道支护形式1、临时支护（1）表土段根据表土层的稳定情况，当表土层稳定时，采用14a槽钢棚作为临时支护，槽钢棚穿靴，棚间距800-1000mm；表土层不稳定时槽钢棚加密400-500mm,并用木板穿实，特殊情况下采用超前支护和16号钢棚联合支护，超前支护采用长3米的3寸的钢管，在工作面最前一架槽钢棚拱部向工作面的表土内打入，并超前工作面2米，每两架棚进行超前支护，每3-6米作为一段及时进行永久支护。（2）基岩段临时支护巷道光爆后，首先敲帮问顶，用长度不小于2m的长把工具摘掉迎头危岩悬矸，然后进行初喷，喷厚不小于30mm。初凝20分钟达到一定强度后方准许人员进入迎头作业。顶板破碎时，使用前探梁作为临时支护，顶板极其破碎时，迎头顶板及两肩窝按2-5仰角打设3根20mmL2000mm的全螺纹钢等强锚杆作为辅助临时支护。2、永久支护（1）表土段采用钢筋砼支护。砌筑砂浆采用M10。该段为混凝土铺底，铺底后再浇筑混凝土井壁。砼支护段采用16号工字钢整体拱架，墙部定型钢模板，墙部模板规格为1200200mm,拱部模板为1200100mm。钢筋砼施工质量标准：钢筋在地面加工，长度一般为3-5米，横钢筋要按设计曲率半径弯成弧形，对弯曲和生锈的钢筋先在地面调直、除锈。锈蚀严重或带有油脂的钢筋不得使用。向井内运送钢筋时，必须使用专用车。按设计要求的规格、数量、间距布钢筋，误差必须符合质量标准的有关要求；绑扎钢筋时不得歪斜或错上错下的现象，钢筋结点要靠严绑紧，根据图纸设计要求，帮扎钢筋横钢筋搭接长度不小于35mm，钢筋外保护层和内保护层厚度要严格按照要求预留30mm，并不得有露钢筋现象。浇注砼：井口广场设料场，JS-750搅拌机两台，HPD1200B型自动计量系统，暗挖段使用混凝土输送车运输混凝土到工作面，采用砼输送泵浇注如模，砼入模后风动振动棒捣固，随浇随捣。（2）基岩段采用喷锚网喷支护，总喷厚为150mm；断面形状为半圆拱形，支护使用20L2000mm全螺纹钢锚杆、配合14铁丝(或同直径冷拨铁丝，网格尺寸8080mm)编织网，网格均匀；锚杆间排距不超过850850mm。1、支护设计(1)按悬吊理论计算锚杆参数锚杆长度计算 （2-16）式中：L为锚杆长度，H为冒落拱高度，K安全系数，一般取K=2；L1 为锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.5m；L2 为锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.1m；其中： （2-17）式中：B为巷道开掘宽度，取4.1m；为岩石坚固性系数，砂质页岩取3；锚杆株距计算 （2-18）式中：a为锚杆株距，Q为锚杆设计锚固力，130KN/根；H为冒落拱高度，取0.68m；r为被悬吊砂质页岩的重力密度，取28KN/m3；K为安全系数，一般取K=2(2)按组合拱理论计算锚杆参数锚杆长度计算 （2-19）式中：L为锚杆长度；N为围岩影响系数，取1.1；W为巷道跨度，取4.1m；锚杆排距计算： （2-20）式中：A为锚杆间排距，L为锚杆长度锚杆直径： （2-21）式中：d为锚杆直径，L为锚杆长度根据上述,决定该巷道采用20L2000mm全螺纹钢锚杆支护，锚杆排距0.85m。2、永久支护该巷道采用锚网喷加锚索支护，支护使用20L2000mm全螺纹钢锚杆、配合4钢丝经纬网(网格尺寸100100mm)，网格均匀；锚杆间排距不超过850850mm。锚杆呈三花布置，距迎头050米进行复喷，喷浆砼采用C25细石混凝土，喷厚90mm，喷射混凝土总厚度120mm。锚索：15.247000mm，锚至坚硬岩石中不小于1000mm。每两排锚杆打设一组（一组两根）。2.3.3巷道断面主斜井表土段采用钢筋砼支护，基岩段采用锚网喷加锚索支护，断面形状为半圆拱形，表土段S荒=17.45m2，S净=12.66 m2；基岩段S荒=14.24 m2，S净=12.66m2 。2.4 辅助工程供电、通讯、供排水、设备运输等各项辅助工程，待组织人员进入施工现场堪察，根据实际情况，编制工程设计，请求业主协助办理，以便进行施工准备工作。表2-1主斜井技术特征表序号名称单位技术参数1井筒长度m3412坡度0021下坡3断面形状半圆拱4净断面12.665净宽m3.86净高m3.857掘进断面表土段17.458掘进断面基岩段14.249拱半径mm1.910墙高mm1.9511巷道基础mm50012支护形式混凝土、锚网喷13锚杆排间距mm80085014喷厚mm15015砼强度等级C25/C20第三章 斜井施工方案及支护3.1 施工方案的选择根据巷道工程技术特征和现有地质、水文资料，结合多年来的施工经验、队伍状况、装备水平，通过方案比较和论证，确定表土段采用人工开挖，基岩段采用钻眼光面爆破法组织施工。施工方案为：采用YT-28型风动凿岩，ZYP-17型耙装机装岩，JTB1.21.0-30型绞车配1吨U型矿车运输、排矸。MG60风动单体锚杆钻机打锚杆孔，物料采用矿车运输，PC-51(B)型砼喷浆机喷射砼；7.5KW潜水泵排水，激光指像仪导向，按中腰线掘进，FBDNO6(215KW)对旋局扇配600mm抗静电、阻燃风筒通风，主斜井井筒砌碹部分的料石由地面集中运输，浇筑采用14#槽钢予制碹箍，金属予制模板。3.2 主斜井表土及风化基岩段支护设计3.2.1 支护形式主斜井表土及风化基岩段支护形式采用荒混凝土浇筑，厚度为350mm。斜井水沟及行人台阶用砼浇灌的形式砌筑。砼强度等级为C25。砼配合比为：水泥：沙子：石子：水=1:2:2:0.503.2.2 支护工艺流程立模运送料石人工浇筑凝固拆模养护3.2.3 作业形式采用短掘短砌的作业方式，两掘一砌，段长3m。掘进时采用木支架作为临时支护。3.3 基岩段支护设计斜井基岩段施工采用锚网喷联合支护，金属网采用100100mm网孔（4钢筋）焊接网，15010mm金属托盘固网。采用202000mm树脂锚杆支护,其排间距为850850mm。喷射砼厚度为150mm，强度等级为C20，喷射砼配合比为：水泥：砂子：石子：水=1：2：2：0.42；速凝剂为红星号，添加量为4-5%。原材料控制：水泥：425#普通硅酸盐水泥沙子：含泥量不得超过5%。石子：1025mm石灰岩碎石，含泥量小于1%。喷浆机风压0.20.3Mpa，水压0.30.4Mpa。3.4 支护工艺工艺流程：打锚杆孔上锚固剂及锚杆搅拌树脂锚固挂金属网上托盘喷浆。1、作业形式采用两掘一喷的作业方式，即两班掘进一班喷射砼（三班制）。支护断面示意图见附录。如图3-1与图3-2为主斜井支护示意图。图3-1 主斜井（表土段）支护示意图图3-2主斜井（基岩断层）支护示意图2、打锚杆孔、锚固钻孔前，首先进行安全质量检查，处理掉浮矸活石，测量断面尺寸，坚持敲帮问顶制度，确认安全