主斜井_施工组织设计

贵州能发高山矿业有限责任公司高山煤矿主斜井工程施工组织设计河南煤炭建设集团有限责任公司二0 0九年六月八日目 录 第一章：矿井概况 2第一节：矿井自然概况与工程概况2第二章：工程地质及水文地质2第一节：矿井瓦斯、煤尘 地温、煤的自燃发火倾向2第二节：地层3第三节：区域构造特征4第四节：水文地质5第三章：施工方案与施工顺序8第一节：井筒设计参数8第二节：施工方案与施工顺序8第四章：施工工艺8第一节：施工工艺8第二节：主斜井联络平巷及躲避硐施工10第三节：主斜井井筒过煤段及过断层地质构造带施工10第四节：井筒基岩段防治水11第五节：冬、雨季及防风沙、防雷电施工措施12第五章：辅助生产系统12第一节：提升系统12第二节：排水系统15第三节：压风系统15第四节：供电系统16第五节：通风系统16第六章：施工准备和施工总平面布置17第一节：施工准备17第七章：劳动组织17第一节：管理组织形式17第二节：劳动组织与作业方式18第三节：劳动力配备18第八章：施工排队和工期18第一节：进度指标18第二节：工程排队和工期18第三节：工期保证措施18第九章：质量保证体系及质量保证措施21第一节：质量目标21第二节：质量保证体系21第三节：质量控制与质量保证措施21第十章：安全保证体系及安全技术保证措施30第一节：安全目标30第二节：安全保证体系30第三节：安全技术保证措施30第十一章：文明施工及环境保护措施34第一节：文明施工措施34第二节：环境保护措施35第一章 矿井概况第一节 矿井自然概况与工程概况贵州能发高山矿业有限责任公司高山煤矿主斜井工程位于贵州省黔西县协和乡，黔西至泰来公路从井田中部穿过，运距36km左右，井田中心至贵毕公路钟山站约18km，交通较为便利。区内地势相对平缓，总体特征是南东高，北西低，属以岩溶地貌为主的低中山。最高点在石板井附近大垭口南，标高为+1497.00m，最低为水淹坝一带，标高为+1228m，相对高差269.00m，一般海拔标高为+1300+1420m。含煤地层呈反向斜坡，长兴组地层在南东部形成陡崖，三叠系地层玉龙山段喀斯特地貌发育，九级滩段地层多形成独立的山峰。区内地表水体不发育，仅以小溪沟为主。主要地表水体是下木垅水库，以小溪沟水汇聚而成，容量为3105m3。当地河流最低侵蚀面标高为+900m，位于井田北部榨革河，距井田中部约6km。根据黔西县气象局资料，从1992年至2001年最高气温35.1（1994年8月5日），年最低气温-5.8（2001年1月31日），年平均气温622.9,历年平均气温14.1，历年平均降雨量1050.7mm(19922001年)，随着年平均气温的升高，年平均降雨量也随之增加。雨季为每年的59月。日最大蒸发量137.5mm(1996年7月1日)，月最大蒸发量239.6mm(1992年8月)，年平均蒸发总量为1146.9mm。平均相对湿度82%。区内气候宜人，温暖潮湿，冬无严寒，夏无酷暑。主斜井设计总工程量1198.723m（含1180水平主副井联络巷20m）。 井筒设计为直墙半园拱形断面，坡度为15.5净宽净高=4.7m3.85m，净断面为15.3，其中表土段长度为166m，采用钢筋砼支护形式；茅口灰岩段206.9m，采用喷浆支护；穿断层段20m，采用混凝土支护；煤系地层段785.823m及联络巷，采用锚网喷支护。第二章 工程地质及水文地质第一节 矿井瓦斯、煤尘 地温、煤的自燃发火倾向2.1.1瓦斯井田内瓦斯平均含量为11.89ml/g.r，矿井瓦斯等级高瓦斯矿井（按突出矿井设计）。依据煤层瓦斯含量推测，瓦斯风化带距地表垂深74m左右。瓦斯梯度：煤层埋藏深度每增加37m，瓦斯含量增高1ml/g.r。瓦斯增长率：煤层埋藏深度增加100m，瓦斯含量增加3.12ml/g.r。2.1.2煤尘在地质报告中对4、5、9号煤层进行了煤尘爆炸试验，试验数据表明，煤层煤尘无爆炸危险性，试验结果见表1。表1 煤尘爆炸性试验成果表MadAadVadVdaf41.9228.068.0211.5900无爆炸性51.9912.406.948.1100无爆炸性92.1018.566.858.6400无爆炸性2.1.3地温地质报告对4-2、2-1钻孔进行了简易测温，其中9号煤层底板标高为+996.44m（4-2），地温为20.6，无高温区。地温梯度为0.651.76，平均为1.21，本矿井属地温正常区，矿井无热害的可能。2.1.4煤的自燃发火倾向本井田内为变质程度较高的无烟煤，根据地质报告，本矿井煤层无自燃发火倾向。第二节 地层矿区内及邻近区出露的地层由下至上有：下二叠统茅口组，上二叠统龙潭组，长兴组，下三叠统夜郎组，茅草铺组及第四系地层，见表2。茅口组（P1m）：主要为一套碳酸盐岩沉积，主要出露在井田南部外围杨柳沟背斜轴部，岩性为灰色厚层状灰岩，岩溶裂隙发育，厚度不详。区内有4个钻孔揭露该地层（1-2、3-1、3-2、5-2），揭露厚度4.32m15.93m。龙潭组（P2l）：主要为一套海陆交互相含煤碎屑岩沉积，为本区含煤地层。以细碎屑岩为主，夹煤层及灰岩，含煤20层左右，其中可采煤层4层。产腕足类瓣鳃类动物化石以及大羽羊齿、磷木等植物化石，平均厚度133.63m。与下伏地层呈假整合接触。长兴组（P2c）:为一套海相碳酸盐岩沉积，主要岩性由深灰色燧石灰岩、灰岩组成。中部普遍夹一层厚0.20m左右的薄煤层。全层富产腕足类动物化石。厚度26.52m32.01m，平均厚度29.94m。表2 矿区地层简表地层系统厚度（m）岩 性系统组段第四系5.00残积、堆积层三叠系下统茅草铺组第一段T1m1出露不全中厚层状灰岩，夹浅灰色、灰绿色泥质灰岩夜郎组九级滩段T1y359.33暗紫色，泥质粉砂岩、粉砂岩玉龙山段T1y2345.29浅灰色灰岩、泥质灰岩，上部夹鲕粒灰岩沙堡湾段T1y18.04浅灰色钙质泥岩、泥质粉砂岩二叠系上统长兴组P2c29.92深灰色遂石灰岩、灰岩，夹薄层泥灰岩龙潭组P1l133.63深灰色碎屑岩、灰岩夹煤层下统茅口组P1m出露不全灰色厚层状灰岩夜郎组（T1y）:主要由泥质灰岩、灰岩及粉砂岩、泥质粉砂岩组成。根据岩石颜色、岩性、灰岩发育情况等特征，分为三段：沙堡湾段：浅灰色泥质粉砂岩、粉砂质泥岩为主，局部夹钙质泥岩，夹24层片状蒙脱石泥岩，底部普遍夹一层0.20m左右蒙脱石泥岩与下伏地层长兴组分界。全层厚度6.66m10.32m，平均厚度8.04m。玉龙山段（T1y2）：灰色、浅灰色灰岩、泥质灰岩、鲕状灰岩。上部为一层厚层状灰岩，中部夹鲕状灰岩，下中为薄层状泥质灰岩。产瓣鳃类、腹足类动物化石。本区12钻孔揭露该地层，厚度345.29m。九级滩段（T1y3）：暗紫色夹紫绿色泥质粉砂岩为主，夹细砂岩、粉砂岩。产王氏克氏蛤，全层厚度58.73m59.92m，平均厚度59.33m。茅草铺组（T1m）:区内出露不全，仅见下部灰色中厚层状灰岩。底部夹浅灰色、灰绿色薄层状泥质灰岩，厚度不详。第四系（Q）：以残积物、堆积物为主，多为风化产物，厚度0.70m11.50m，一般5.00m。2.7.2区域构造本区大地构造位于杨子准地台（I）黔北隆起（II）毕节北向构造变形区（）。构造单元位于黔北煤田西南部，磨盘山向斜中部及杨柳沟背斜北西翼，向北为F2断层和老熊坡背斜。褶曲：老熊坡背斜：为不对称背斜，轴向NNE，核部地层P1m，西翼地层倾角约60，东翼地层倾角较缓20，被F2断层斜切为南北两部分。杨柳沟背斜：为一对称背斜，轴向NE，核部地层P1m，两翼地层倾角20。磨盘山向斜：为一不对称的宽缓向斜，轴向NENNE，核部地层T1m，北东翼倾角1012，南东翼倾角1820。断层：F2：正断层，走向NE，倾向NW，倾角60。切割老熊坡背斜，坡坏磨盘山向斜北西翼。 第三节 区域构造特征区域范围内以NNE、NE向构造较发育。从互相切割的关系来看，NNE向的构造先形成，被NE向的构造破坏和改造。断层以高角度的北东向正断层为主。背斜核部构造较复杂，地层倾角较陡。向斜核部构造较中等，两翼地层倾角较平缓。在平面上的展布形成向斜宽缓、背斜紧闭的隔档式构造型式。井田构造：本井田位于杨柳沟背斜北西翼、F1断层南东盘。地层走向北东，倾向北西，浅部倾角1820，深度倾角逐渐变缓12左右，整体呈单斜构造。断层：区内发现断层9条，落差大于30m的5条，小于30m延伸长度小于200m的断层2条，钻孔揭露隐伏断层2条，断层性质多为正断层。断层特征见表1-2-2。表1-2-2 主要断层特征表断层名称性质走向倾向倾角（）落差（m）控制程度F1正NE-SWNW7160地面有观测点F2正NE-SWNW6130地面有观测点F3正NE-SWNW602040地面有观测点，切割P2c、T1y1+2F4正NE-SWNW6090110地面有观测点，5-1孔断薄P2c地层，3-1钻孔断失4-15号煤层，1-1钻孔断失B3-14号煤层F5正NE-SWNW6740地面有观测点，切割P2c、T1y地层F6正NE-SESW6635地面有观测点，切割P2c、T1y地层F7逆NE-SWNW7130地面有观测点F302逆4重复9号煤层，煤芯具揉皱现象，顶、底板岩芯破碎，见擦面F303逆10重复P2c部分地层，岩芯破碎褶曲：长槽背斜：为对称背斜，位于井田北西部。北起水淹坝、张家沟头，南至王家槽。轴部延伸方向NESW，区内延伸长度3.1km，轴部地层T1y3，两翼地层为T1m1，倾角812。营盘山向斜：为一不对称向斜，位于井田中部（区域上为磨盘山向斜）。南起甲化北至杜家垭口，轴部延伸方向NESW向，延伸长度4.3km，轴部地层T1m1，两翼地层T1y3，SE翼地层较陡，倾角3040，NW翼地层倾角较缓1012。构造规律及对煤层的影响：断层影响：F4断层发育在含煤地层顶部，在1勘探线以西，至5勘探线以东逐渐消失，断层落差变化大，断层倾角60左右，F3为F4分支断层，落差20m40m，倾角60左右，F1为F2区域大断裂派生断层。本区的断层对煤有一定的破坏作用。褶曲影响：井田内发育次一级向、背斜，本区地层与构造形态空间展布一致，大体呈NE-SW向展布，控制煤层赋存的空间展布。总体来看，本区断层以正断层为主，断层走向为北东向，与主要褶曲构造轴线方向基本一致，且主要分布于井田浅部，对煤层整体赋存破坏性较小。施工的12个钻孔有4个孔见断层，占30%，断层是对煤层起破坏作用的主要影响因素。区内构造复杂类型为中等。井田工程地质复杂程度井田地层岩性纵向及横向变化较大，部分地段构造发育，软弱夹层普遍存在于地层中，局部地段岩石破碎易发生矿山工程地质问题。因此，井田工程地质复杂程度为中等。第四节 水文地质（一）区域水文地质：本区位于榨革河汇水型水文地质单元的补给区，地下水主要为大气降水补给，在可溶岩出露区大气降水通过落水洞、漏斗等岩溶负地形迅速贯入地下，补给地下水；在非可溶岩出露区，大气降水则通过岩石的细小裂隙或孔隙渗入地下，补给地下水。地下水迳流排泄受岩性、构造及地形地貌的控制，地下水局部的迳流方向各异，但总体侧由南向北东方向迳流，在可溶岩地区地下水多以管道及暗河的形式集中迳流，遇地形适宜处排出地面，沿途明流、伏流交替出现，最终汇入榨革河；在非可溶岩地区，地下水多沿裂隙、孔隙呈脉状流及分散流的形式短距离迳流，以下降泉水及散流的方式排泄于地表，最终汇入榨革河。各地层水文地质特征见表3。（二）井田水文地质特征：井田内地层出露面积为7.84km2，碳酸盐岩占58.6%、碎屑岩占41.4%，碳酸盐岩与碎屑岩相间展布。其水文地质条件与区域水文地质条件略有差异。地层富水性茅口组（P1m）：分布于井田东南边界线一侧，井田内出露面积仅0.03km2，占地层总面积的0.4%。岩性主要为灰岩。岩溶地貌发育，调查岩溶点8个，主要为漏斗、落水洞等。区内未见泉点出露。该层共有4个钻孔揭露，其中3-1、3-2、5-2钻孔发生漏水。据区域水文地质资料该层含碳酸盐岩岩溶水，富水性强。水质类型为：SO4-Ca(K+Na)、SO4-CaMg及Hco3-CaMg型。长兴组（P2c）：分布与龙潭组相同，出露面积约0.04km2，占地总面积的0.5%。岩性以灰岩为主。地面上常形成陡壁。调查有泉点4个，调查时总流量的27l/s，一般流量0.07l/s0.11l/s。该层施工12个钻孔，仅1-1、2-1两孔发生漏水，在3-2号钻孔中进行抽水试验，无水。据上述资料该层在井田含岩溶裂隙水，有富水性。为矿坑间接充水含水层。水质类型为：SO4-CaMg型。沙堡湾段（T1y1）：分布于井田东部部，出露面积约0.13km2，占地层面积的1.7%。岩性以泥质粉砂岩及泥岩为主。调查泉点1个，调查时流量0.03l/s施工12个钻孔，均无漏水现象，富水性弱（属隔水层）。表3 区域地层水文地质特征简表地层单位厚度(m)水文地质特征第四系（Q）坡积、残积物。含孔隙水，富水性中等茅草铺组（T1m）灰岩。含岩溶管道水，富水性强。九级滩段（T1y3）59.33细粒碎屑岩、泥岩。富水性弱（隔水层）。玉龙山段（T1y2）345.29灰岩、含泥质灰岩。含岩溶管道水，富水性强。沙堡湾段（T1y1）8.04粉砂质泥岩、泥岩。富水性弱（隔水层）。长兴组（P2c）29.94灰岩。含岩溶裂隙水，富水性中等。龙潭组（P2l）133.63泥质粉砂岩、泥岩、粉砂质泥岩、煤。富水性弱。茅口组（P1m）灰岩。含岩溶管道水，富水性强。玉龙山段（T1y2）：分布于井田中部，出露面积约3.6km2，占地层总面积的45.9%。地貌上多为脊状山，溶洞、落水洞、漏斗等岩溶微地貌发育。调查泉点7个，调查时总流量0.42l/s，一般流量0.02l/s0.15l/s，多为季节性泉，枯季部分泉水干涸。该层施工11个钻孔，其中1-2、2-1、2-2、2-3、3-1、3-3、4-1、4-2、5-2等9个钻孔发生漏水，1-2、3-1、3-3、4-1等4个钻孔见溶洞，最大者高为7.97m，钻孔见洞率为36.4%。据以上资料，该层在井田内平、枯季地下水量小。富水性弱，但在雨季可直接接受大气降水补给，渗入系数达0.300.50（经验值）。为矿坑的间接充水含水层。九级滩段（T1y3）：分布于井田北西部，沿营盘山向斜轴出露，面积约3.0km2，占地层总面积的38.3%。地貌上多为斜坡。岩性以泥质粉砂岩及泥岩为主。调查泉点20个，调查时总流量0.69l/s，一般流量0.001l/s0.18l/s。枯季多干涸，富水性弱（属隔水层）。茅草铺组（T1m）：零星分布于营盘山向斜轴部，出露面积约0.8km2，占地层总面积的10.2%，地貌上多形成“冒顶”，落水洞、干溶洞等岩溶微地貌发育。调查泉点13个，调查时总流量3.93l/s，一般流量0.010.61l/s，个别泉可达2.5l/s，如9号泉（调查日期：2002年12月5日）。含碳酸盐岩岩溶裂隙水，富水性弱。水质类型为：Hco3-Ca型。第四系（Q）：为残积、坡积物，分布于细粒碎屑出露的斜坡地段，透水性较好。调查泉点2个。调查流量分别为0.07l/s及0.32l/s。为季节性泉，枯季干涸，富水性弱。（三）断层水文地质特征：井田内主要发育北东向断层，规模较大。其余断层无明显方向性且多为北东向断层的派生小断层，一般规模小对井田水文地质条件影响不大。现将北东向断层叙述如下：F2正断层：位于井田西部，切割T1m地层于T1y3地层中消失，断距及规模较小。断层带多为细粒碎屑岩及泥质物充填，仅见一个泉点（7号）出露，流量为0.13l/s（调查日期：2002年12月4日）。该断层富水性弱，导水性差。F3、F4正断层：F3断层是F4断层的分支断层，最大间距100余m，两断层水文地质条件类似，故合并叙述。位于井田东南侧，切割T1y2、T1y1、P2c、P2l及P1m诸地层，断层规模大，因主要发育于T1y1、P2c、P2l地层中，因此断层带多被细粒碎屑岩及泥岩充填。断层带上泉水出露较少且流量小。调查一般流量为0.010.16L/s。该断层有3个钻孔揭穿（1-1、3-1、5-1钻孔）其断层带均未发生漏水，仅在断层带附近裂隙发育偶有漏水现象，如1-1号孔。详见表4。表4 钻孔揭穿F4正断层漏水情况统计表孔号揭穿层位揭穿深度(m)断层带漏水情况说明11P2l75不漏水该孔于含煤地层中47.1m处漏水31P2l/P1m分界145不漏水断层下盘距断层约8m的P1m地层漏水51T1y1与P2c120不漏水以上资料说明该断层富水性弱，导水性差。F302、F303两隐伏断层：F302断层规模小，发育于含煤地层中，3-2号孔对其进行抽水试验，无水。说明该断层富水性弱，导水性差。F303断层规模较大，发育于含煤地层中，向浅部切穿P2c地层于T1y1地层中消失，深部消失于含煤地层中，3-3号孔揭穿时，回次水位及消耗液均无明显变化，说明该断层富水性弱，导水性差。地表水、地水下动态变化本次勘查周期短未能进行系统的长期观测，仅在勘查周期内对地下水地表水进行了长观。从降雨与流量的关系曲线中不难看出，井田的地下水，地表水动态受降雨控制明显，并且具有滞后现象。充水因素分析： 大气降水：大气降水为区内的主要充水水源，井田位于补给区，含煤地层裸露，直接接受大气降水补给，其充水强度与季节、降水强度、持续时间关系密切。如响鼓洞煤矿的一般涌水量为38m3/d，而雨季则增至65m3/d，雨季为一般涌水量的1.71倍。因此，未来矿井应加强雨季的疏排水工作。 地表水：区内仅有木垅水库和季节性溪沟水。在其附近的浅部开采时，应加强顶板管理，以防地表水溃入。 老窑积水：调查老窑21个，多数积水，主要为顶板滴水或渗水积聚而成，部分外溢，调查时一般流量为0.01L/s0.05L/s。所以未来矿井开采时应注意老窑突水问题。 矿井直接充水含水层：为龙潭组的裂隙水，在今后开采过程中应作好疏散排水工作。 矿井间接充水含水层：为含煤地层上覆的长兴组、玉龙山段及下伏的茅口组地层。长兴组虽然含水性弱，但与含煤地层直接接触，矿井在开采过程中应作好探防水工作；玉龙山段与含煤地层有长兴组及沙堡湾段相隔，与4号煤层顶板的距离为51m80m，正常情况下影响不大，但是，如顶板管理不当使冒落裂隙带沟通该含水层时，地下水将溃入矿井，造成水害。茅口组与含煤地层直接接触，但与下部主要可采煤层（9号煤）底板相距约80m，且浅部漏水。因此，在浅部开采时影响不大，而在中、深部开采时应注意底板的扰动问题，以防茅口组中地下水突破底板涌入矿井造成水害。因此，未来矿井开采过程中应严防上述问题的发生。 断层水：井田内断层一般富水性弱，导水性差，但当断层将上覆玉龙山段及下伏茅口组含水层与开采层的距离拉近时，应预防地下水突破断层破碎带涌入井巷。（四）矿井水文地质类型及涌水量： 水文地质类型井田地下水的补给来源以大气降水为主，主要可采煤层（4、5、9号煤层）大部分位于当地侵蚀基准面（+900m）以上，地表无大的水体，矿井充水主要来源于含煤地层本身的裂隙水，直接充水含水层和断层的富水性弱。但当开采过程中一但改变了自然地质状态，沟通了上覆P2c、T1y2地层及下伏P1m地层中的地下水时，地坑水文地质条件将发生改变。因此，井田为裂隙充水矿床，水文地质条件复杂程度为中等。 矿井涌水量根据地质报告的论述：在正常情况下矿井的正常涌水量为1006m3/d、最大涌水量为5030m3/d，但未考虑今后开采岩石裂隙的扩张与上覆含水层、下伏含水层沟通及降雨极值等引起的流量变化。本次设计在没有更多资料的情况下，考虑上述因素的影响，将矿井的正常涌水量和最大涌水量暂定为2006m3/d、6030m3/d。 第三章 施工方案与施工顺序第一节 井筒设计参数设计为直墙半园拱形断面，净宽净高=4.7m3.85m，净断面为15.3，井筒斜长为1178.732m，坡度为15.5。其中表土段长度为166m，采用双层钢筋砼进行支护，浇筑砼壁厚为450mm；茅口灰岩段206.9m，采用喷浆支护，喷厚为100mm；穿断层段20m，采用混凝土支护，壁厚为450mm；煤系地层段785.823m及联络巷20m，采用锚网喷支护，喷厚为100mm，锚杆采用162200mm的树脂锚杆，间排距为800800mm，金属网采用6.0圆钢加工成长宽2000mm1000mm，网孔为100100的 网片，水沟净宽净深=200200,主副井联络巷20m，断面尺寸不详。 第二节 施工方案与施工顺序施工主要采用平行交叉作业方式，中深孔光面爆破一次成巷的施工方案。施工初期采用P-60B型耙矸机耙矸，提升绞车选用一台ZQ750-8-4T提升绞车，牵引1.1m3U型翻斗车出矸。施工后期采用P-90B型耙矸机耙矸，选用一台JK-2.5/20型绞车配6m3箕斗出矸，喷浆采用PZ-5B型喷浆机，自卸汽车排矸的机械化施工配套方案。施工顺序安排，首先按设计开挖井筒明槽，待明槽开挖够设计规格，然后稳立模板砌筑双层钢筋混凝土进行永久支护至斜井井口设计标高位置，并回填明槽、夯实。当井筒具备施工条件后，开始正常施工。第四章 施工工艺 第一节 施工工艺4.1.1明槽开挖：测量人员根据甲方提供的近井点有关测量资料，按照施工图确定井筒中心线位置，依据明槽开挖图放边坡线。明槽开挖采用挖掘机机械挖土，人工修整边坡，遇到风化岩石，采用移动压风机，风钻打眼进行松动爆破，明槽施工中，要根据实际情况，对迎面坡、边坡采用锚网喷作为临时支护，防止滑坡塌方，确保施工安全。明槽施工时根据实际情况，单独编写明槽施工安全技术措施。4.1.2明槽支护施工明槽开挖好后，按照施工图纸稳立模板，进行浇筑双层钢筋混凝土施工，边浇筑钢筋砼，边进行回填明槽，回填时必须分层夯实，直至施工至井口设计标高位置为止。4.1.3井筒表土段和风化基岩段施工表土段施工主要采用风镐开挖，短掘短支，及时采用锚网喷或架设金属支架进行临时支护，掘进长度不超过1.5m；风化基岩段可采取打浅眼、少装药进行松动爆破，必须严格控制各炮眼装药量，以减小对井筒围岩的破坏，炮眼深度控制在1.5m，然后采用风镐扩刷够设计尺寸，边掘边支，及时进行锚网喷或架设金属支架进行临时支护。表土段和风化基岩段施工时，可根据实际揭露的围岩稳定情况，来确定现浇钢筋砼进行永久支护的长度，若围岩稳定性较差，采用短掘短砌的施工方法；若围岩比较稳定，在保证施工安全和施工质量的前提下，采用长段掘砌的施工方法，掘砌长度届时可根据施工实际情况确定。4.1.4主斜井井筒基岩段施工基岩段主要采用平行交叉作业方式，锚网喷进行支护，施工时采用减震、弱冲、中深孔光面爆破一次成巷的施工方法，掘、支、出矸平行交叉作业方式，即三个班掘进、支护、喷浆封闭工作面，一个班锚网喷浆成巷，每三个掘进班完成三个小循环，每班循环进尺1.8m，每天完成一个大循环，每天循环进尺5.4m。为保证巷道成型规整，施工采用分次打眼、一次装药起爆，响炮后，采用临时支护，找规格，打锚杆挂网后，画好巷道轮廓线，按照光面爆破图表，蹬矸打上部周边眼，扒好工作面，再打剩余的炮眼，一次装药起爆。4.1.5爆破器材选择凿岩机：选用YT-28型风钻12台打眼，其中6台工作，6台备用。钎杆：采用B22中空六角钢成品钢钎，钎杆长度为2.2m。钻头：选用42“一”字型合金钻头。炸药：选用3#岩石乳化炸药，其规格为35200mm，每卷重200g。雷管：选用15段毫秒延期电雷管，雷管脚线长度为2.5m。4.1.6炮眼参数附：主斜井井筒基岩段施工炮眼布置图。4.1.7 提升、运输及排矸施工初期采用P-60B型耙矸机耙矸，提升绞车选用一台ZQ750-8-4T提升绞车，牵引1.1m3U型翻斗车出矸。施工后期采用P-90B型耙矸机耙矸，选用一台JK-2.5/20型绞车配6m3箕斗出矸。4.1.8支护每个掘进班放完炮出一部分矸石后，严格按照测量人员所给井筒施工中、腰线将井筒掘进断面规格尺寸找够，欠挖部分用风镐扩刷成型，按设计要求安装顶部锚杆网，喷浆前采用高压风和水冲洗岩壁，对于集中出水点采用软管进行导水，利用PZ-5B型喷浆机喷射混凝土封闭工作面；帮部随出矸随采用风镐扩刷巷道断面规格尺寸，欠挖部分用风镐整形或打眼放炮开帮。喷浆班打注帮部锚杆并利用PZ-5B型喷浆机复喷混凝土，直至达到设计规格要求喷砼厚度为止，喷射混凝土料除速凝剂外，在地面井口采用JS-750型搅拌机搅拌好，然后运至工作面喷浆机处，人工上料进行喷射混凝土。喷混凝土前，操作手对喷浆机必须进行全面检查，调整好风压、水压，开始喷射混凝土。喷混凝土应从先墙后拱，应分层、分片螺旋状连续不断进行，直至达到设计要求为止。4.1.9排水主斜井井筒掘进工作面的积水采用接力二级排水方式，即工作面的积水采用风泵将水排至临时水窝，临时水窝的水采用卧泵排至临时水仓，然后由临时水仓卧泵直接将水排至地面。详见副斜井井筒施工辅助系统排水方式。第二节 躲避硐施工躲避硐施工采取与斜井井筒工程同步施工的施工方案，采用减震、弱冲、中深孔光面爆破一次成巷的施工方案。根据煤矿安全规程第46条：“斜井（巷）施工期间兼作行人道时，必须每隔40m设置躲避硐”，躲避硐设计为直墙半园拱形，净宽净高=1.2m1.8m，深度为1.2m，采用锚网喷支护形式，墙、拱喷砼厚度均为50，锚杆采用161600螺纹钢筋树脂锚杆，锚杆间排距900900，钢筋网采用6.0圆钢加工制成，网孔100100，喷砼强度等级为C20。各躲避硐间距为40m。该躲避硐适当加深可作为井筒施工时的临时水窝用。第三节 主斜井井筒过煤段及过断层地质构造带施工根据招标文件提供的资料，该矿井为高瓦斯矿井，井筒施工中为加强瓦斯管理，施工中必须严格执行“逢掘必探，先探后掘”的施工方式，为了确保井筒过煤层施工安全，井筒过煤层施工之前必须编制专门防突设计，采取“四位一体”的措施，严格按照煤矿安全规程及防治煤与瓦斯突出细则的有关规定进行瓦斯参数的测定和煤层突出危险性鉴定，必须编制完善的防突、防误穿煤层及其它安全技术措施，并报有关部门审批，施工中必须严格按照批准的措施执行。4.3.1探煤施工时在井筒掘进工作面距煤层10m（垂距）处打2个前探钻孔，查明煤层的赋存情况及瓦斯含量、压力、构造和水文地质条件等参数，预测煤与瓦斯突出的危险性。4.3.2揭煤当预测为具有突出危险性煤层时，必须采取“四位一体”的综合防突措施，采取在地面震动放炮揭开煤层。防治突出措施采用抽放瓦斯和水力冲孔。在探、揭煤施工中，每班必须配备专职瓦检查员，经常检测井筒掘进工作面的瓦斯浓度，当瓦斯浓度达到1时，禁止放炮；瓦斯浓度达到1.5时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行通风处理。揭煤时成立揭煤指挥部，并有矿山救护队在现场，由项目经理统一指挥，爆破通风30分钟后，有矿山救护队、安全检查员、瓦斯检查员进入工作面进行瓦斯检查工作，经过检查确认无危险后，其他人员方可进入工作面进行工作。届时根据井筒施工实际情况单独编写专门的探、揭煤施工安全技术措施指导施工。4.3.3井筒过断层及地质构造带施工井筒施工中为加强瓦斯管理，施工中必须严格执行“逢掘必探，先探后掘”的施工方式，井筒在穿过断层和地质构造带等围岩稳定性较差的岩层施工中，经短时间暴露就可能出现冒顶、片帮，为了保证井筒过断层及地质构造带的施工安全，施工时可根据钻探围岩实际情况采取以下措施：（1）超前导硐边刷边支法；（2）管棚法；（3）超前管缝锚杆支护法；在断层多，围岩非常破碎，掘进后随时都有冒顶危险的地段施工，可采取打超前管缝锚杆的方法，超前支护2.5m3m，以防止顶板冒落。（4）如果在施工中遇到断层破碎带等不良地质条件时，采取适当加密锚杆间排距或增设金属支架、增加锚索等综合支护措施，同时调整光爆参数、缩小掘进进尺，以小掘进、快开挖、强支护、早封闭的原则快速通过破碎带。调整光爆参数即减少周边眼眼距和抵抗距，采用不偶合装药，尽量减少爆破对井筒围岩的破坏，以保持围岩的完整性，充分利用其自身的抵抗能力。同时适当缩小掘进进尺，采用锚索加强支护，尽量缩短围岩暴露时间，必要时增设金属支架加强支护，以确保安全顺利通过不良地层。届时单独编写井筒过断层及地质构造带施工安全技术措施指导施工。第四节 井筒基岩段防治水根据招标文件提供的地质资料，井筒涌水量小于5m3/h，井筒施工中为加强瓦斯管理，施工中必须严格执行“逢掘必探，先探后掘”的施工方式。准确掌握构造、水文地质条件及老窑采空区等情况，采取相应的安全防护措施，加强防治水工作，特别是雨季丰水期，必须对防治水工作进行全面检查，制定“探、防、堵、截、排”等综合防治水措施。对于单层涌水量不大于20m3/h的含水层段，采取强行通过的施工方案。对于单层涌水量超过20m3/h的含水层段，采取工作面预注浆堵水的施工方案。4.4.1 注浆方案依据井筒实际施工揭露的地质、水文地质情况及岩溶裂隙承压含水层的空间位置、含水性、水头、压力、补给性、涌水量等资料，拟采取如下注浆方案：（1）对井筒所穿过的断层构造带和灰岩岩溶裂隙含水层应采用工作面超前探水预注浆堵水方案，注浆浆液应优先考虑双液浆。（2）在井筒掘进施工中，应采取“探、防、堵、截、排”的综合防治水措施，把井筒含水层的涌水截到工作面的后方，为施工创造有利的条件。届时根据实际情况单独编写探水注浆施工安全技术措施指导施工。第五节 冬、雨季及防风沙、防雷电施工措施（1）冬季施工井口、信号房、翻矸系统等采取防冻、防滑等保护措施。（2）井口房及绞车房等采取保温、保暖措施。（3）雨季施工，砂、石材料堆要建料棚，防止砂、石料被雨水淋湿，砼搅拌站及上料系统采用防雨布遮盖。（4）对砂、石的含水率要经常进行测定，含水率超出规定的砂、石料不得用来搅拌喷射混凝土料。（5）井口及料场周围排水沟要经常进行清理，保证水沟畅通无阻。（6）施工场地加围墙，生产区房屋等临时设施尽量在井口周围布置，井口设井口棚，以减少风沙对施工的影响。（7）生产区及生活区等凡属于可能遭雷击场所均应设置避雷设施，并保证其能可靠运行。（8）做好冬季施工取暖、保暖工作，防止施工人员冻伤，保证施工设备、设施等正常运转，以免影响正常施工。（9）做好生产区及生活区的文明施工管理，对可能造成风沙地段采取切实有效措施进行处理。（10）场区主要道路要进行硬化并安排专人打扫。（11）地面施工人员要配戴防护眼罩和口罩等个人防护用品。 第五章 辅助生产系统第一节 提升系统5.1.1 主斜井提升系统选用主斜井井筒斜长1178.7m，井筒倾角为15.5在提升系统的选择时，充分考虑到工程的需要以及施工工期、进度和公司现有的设备及井筒快速施工的关键在于出矸的速度，根据井筒施工的特点，为满足副斜井快速施工需要，同时满足长距离提升滚筒缠绳要求,故选用JK-2.5/20提升绞车，配备8m箕斗提升,绞车强度满足提升要求，提升钢丝绳型号为67-22-1770型。 提升绞车主要技术参数绞车型号滚筒最大静张力最大静张力差传动比钢丝绳径绳速选用电动机个数直径mm宽度mmmmm/s型号功率KW转速rpmJK-2.5/201250020009000900020224.7Y400-82807395.1.1.1提升钢丝绳直径的选择计算(1)、提升物料荷重QQ=0.85Vjg=0.8561600=8160kg 式中:Vj-箕斗容积6m3; g-岩石松散容重1600kg/m3; (2)、提升钢丝绳终端荷载Q0Q0 =Q+QZ =8160+3153.6=11313.6kgQ0 =11313.69.81 =110986.416N式中: QZ-提升容积箕斗自重3153.6kg(3)、钢丝绳单位长度重量PSPs=/9.81=1.50kg/m式中: B-钢丝绳抗拉极限强度1770MPa ma-钢丝绳安全系数,提物时7.5 Lo-提升斜长1437米 -坡度15.5 ( 4)、选择钢丝绳 选用钢丝绳67-22-1770其技术参数为： 钢丝绳每米重量PS： 1.70kg/m 钢丝绳直径d : 22mm 钢丝绳破断力总和Qd: 322056N(5)、钢丝绳安全系数校核m =8.087.5所选钢丝绳合适5.1.1.2提升机选择（1）、滚筒直径的选择:根据规程规定 Dg60dK =6022=1320mm 由于提升距离较长,考虑绞车的容绳量，选提升机的卷筒直径为:D=2500mm1320mm(2)、验算卷筒宽度B=()*(d+)BT =()*(22+3)= 39652000BT-选定卷筒宽度 根据煤矿安全规程的有关规定时,缠绕层数最大可取3,当n取2时:B=B/n=3965/2=19822000故选定卷筒宽度2000mm合适。 (3)、作用在滚筒上的净张力Fj FjQ0(sin+f1cos)+Ps Lo(sin+ f2cos) =110986.416( sin16+0.01cos16)+1.71142.8(sin16+0.15cos16)=4060.7kg9000kg 故选定提升绞车合适。（5）、电动机功率估算P=（1.24060.74.7）(1020.85)=264.2KW式中: KB-电动机功率备用系数，K取1.2 。VmB-提升机最大提升速度4.7m/s C-传动效率0.85选用提升绞车型号为JK-2.5/20，选用Y400-8型绕线型异步电动机，功率280KW,转速739r/min,电压380V。5.1.1.3提升容器的选择考虑到提升机的允许最大静张力要求及井筒断面的可能性，选用6m3箕斗。5.1.2.4.提升能力计算（1）、一次提升循环时间TXTX=2（=2(=762.36s式中: lX-卸载距离,取8米v-卸载曲轨内运行速度,取1米/秒。a-运行加速度及减速度，取0.5米/秒2。d -箕斗提升装矸时间，掘进时250秒。(2)、提升能力计算A=(36000.96) (1.25762.36)=20.4M3/h式中: Km-箕斗装满系数,取0.9C-提升不均匀系数,取 1.25。Vj-箕斗容积6m3。每百米提升能力核算 提升速度m/S箕斗容 积m3不同井深时提升能力m3/h190m424.6m600m800m1000m1142.8m4.7843.5734.0529.2725.2322.1720.4每天进尺6m出矸时间3.644.54.395.095.86.3第二节 排水系统主斜井井筒斜长1178.7m，井筒倾角为15.5，招标文件提供井筒涌水量不超过5M3/h，设计排水能力按照20 M3/h考虑，井筒施工水大时,采用井筒工作面预注浆,正常掘进斜巷时，前期采用一级排水方式，在工作面配备一台风泵将水排至水窝处，然后再利用二台75TSWA9水泵将水排至地面, 井筒掘进到400m处时，在此设置一临时水仓，在水仓