煤矿主斜井井筒施工组织设计.doc

平煤集团天安公司十三矿主斜井井筒施工组织设计平煤建工集团有限公司建井三处二八年八月目 录第一章 工程概况第一节 设计概况第二节 井筒地质及测量工作第三节 施工准备工作第二章 井筒施工第一节 施工方案选择第二节 表土段及风化基岩段施工第三节 基岩段施工第四节 躲避硐第三章 凿井辅助系统和设施第一节 简述第二节 提升设施选型计算第三节 通 风第四章 劳动组织及工程排队第一节 劳动组织第二节 工程排队第五章 质量保证体系及安全技术措施第一节 质量方针及目标第二节 质量保证体系第三节 施工质量检验、试验第四节 质量保证措施第五节 文明施工措施第六章 职业健康安全管理第一节 组织与管理第二节 安全保证体系第三节主要安全技术措施第四节 井筒施工应急预案第七章 环境管理附：十三矿主斜井开工前会议纪要、主斜井平、剖面图、施工断面图、设备吊挂图、循环图表等。第一章 工程概况第一节 设计概况十三矿主斜井井筒开口位置位于十三矿工业广场东北围墙内，开口标高为+118.00m，设计长度1858.8m，设计方位角13620，施工坡度-20，落底标高-517.752m；半圆拱形断面，净宽5600mm，净高3900mm，净面积18.4m2，主要用途担负十三矿提煤及人员运送。其中：表土段斜长41.1m，掘进断面积为24.9m2，采用双层钢筋砼支护、壁厚400mm，砌碹砼强度等级C30，铺地厚300mm，铺底砼强度等级C20；风化基岩段斜长119.8m，掘进断面积为24.9m2，采用锚网和单层钢筋砼联合支护、壁厚400mm，砌碹砼强度等级C30，铺地厚300，铺底砼强度等级C20；第三系(基岩段)斜长1406.9m，掘进断面积为21.8m2；穿煤层、受采动影响段斜长291.1m,掘进断面积为26.1m2；第三系和穿煤、受采动影响段采用锚网喷和金支联合支护，锚杆采用202400mm高强左旋树脂锚杆，间排距：800800mm，网采用6mm金属网，网格8080mm，金支使用36U型钢，棚距800mm，喷射砼封闭，铺底厚200mm，喷射砼、铺地砼强度等级C20。每隔40m设一躲避硐，深1.5m，半圆拱形断面，净宽1500mm，净高1950mm，净面积2.7m2，支护形式与所在主体巷道相同。 序号项目单位数量备 注1开口标高m+118.0002方位角 136203设计坡度-2004设计长度m1858.8躲避硐工程量未计5井筒净断面m218.46掘进断面表土段、基岩分化段m224.9/24.9基岩段、穿煤受采动影响段m221.8/26.17支护段长表土段、基岩分化段m160.9基岩段、穿煤受采动影响段m1681.18支护形式表土段、基岩分化段表土段双层钢筋砼、基岩分化段单层钢筋砼+锚网基岩段、穿煤受采动影响段 锚网喷+U36金支联合支护9附属工程施工图另行编制表1.1 主斜井井筒及相关工程特征表表1.2 工程量及材料消耗量统计表第二节 井筒地质及测量工作一、矿区煤系地层平顶山矿区含煤地层为石炭系、二迭系，沉积在晚寒武系之上，上覆岩层为第四系二迭系石千峰、平顶山砂岩段，煤系厚约800余米，煤层分别赋存于早石炭系太原群、二迭系山西组和晚二迭系石盒子组共分7个煤组，主要可采煤层从上到下分别为：丁5、丁6、戊8、戊9、戊10、己15、己16和己17，其中丁5-6、戊9-10、已16-17煤层大部分合层。二、主斜井井筒筒地质(一) 地质构造该斜井筒东南有紫云寺正断层，岩层产状：16055H40m，西部近邻上靳正断层、产状7557H55m。井深835m见一正断层，产状31275H12m及次生构造较多。岩层产状:上部180-1906-7下部200-21020-30。（二）地层1、石炭系（C3）石炭系太原组平均厚度56m，上至L2灰岩下与寒武系地层不整合接触，主要7层灰岩组成，该斜井筒落底岩层位于L3L4灰岩层。2、二迭系（P）（1）山西组：平均厚度78m（1644-1786m），上至砂锅窑砂岩底板，下与太原群地层整合接触,主要由砂岩、泥岩和己组煤层组成。其中己16-17（厚5.4-6.5m）煤层为该区域主要可采煤层。（2）石盒子组：平均厚度为621.5m(210.5 -1646.2m)，上至平顶山砂岩底板，下至砂锅窑砂岩，主要以深灰色、灰色泥岩、砂质泥岩、灰白色砂岩，乙、丙、丁、戊组煤，及紫红色、褐黄色斑块泥岩组成。其中甲、乙、丙、丁各组煤层在此不发育，多为煤线出露。戊4（0.5-0.9m）、戊8（0.3-0.6m）戊9-10（厚1.2m）。（3）平顶山砂岩：平均厚78m(25-186m)，上至第四系,下至乙组煤层之上。由灰白色、褐黄色、粗、中、细粒、中厚、厚层及薄层砂岩，成分以石英为主，长石及少量暗色矿物组成，硅质胶结，岩石坚硬，垂直裂隙特别发育，富含水。（4）第四系：表土层厚8-10m（0-25m）下伏平顶山砂岩。（三） 煤层自上而下分层叙述主要煤层及顶、底板岩性。1、预计井深218m揭甲1煤，煤厚1.2m，顶板及底板均为砂岩及砂质泥岩。2、预计井深656m揭乙2煤，煤厚1.4m，顶板为泥岩，底板为砂岩。3、预计井深895-940m揭丙组煤线4条，各煤层厚0.6-0.2m。4、预计井深1106m揭丁0煤，煤厚1.49m=0.48（0.54）0.4，1145m揭丁2煤层厚0.9m，丁4煤厚0.61m，顶板及底板均为泥岩。5、预计井深1295-1335m揭戊8煤，煤厚0.3-0.6m，顶板为砂质泥岩，底板为泥岩。6、预计井深1335m揭戊9-10煤，煤厚1.2m，顶板为泥岩，底板为砂质泥岩。7、预计井深1747m揭己16-17煤，煤厚5.4-6.5m。（四） 煤层瓦斯管理1、根据集团公司煤层管理规定，煤层厚度大于0.3m，纳入煤层管理。2、煤层埋深大于400m时均按突出煤层管理，戊8、戊9-10、己16-17等煤层按突出煤层管理。其它各煤层大于0.3m，届时超前打探，距离底板垂厚3m时进行预测，根据结果确定是否按“突出”煤层管理。3、井筒掘至各突出煤层，提前20m、10m、5m打探煤层准确位置，确定瓦斯排放距离。三、施工防治水（一）含水层段1、各砂岩层厚度大于5m视为含水层。2、平顶山砂岩含水层：井深25-186m，为该井主要含水层，该层褐黄色石英砂岩，中、厚层状，大型垂直裂隙为主，裂隙极发育，预水量120 -180m3/h左右。（二）防治水管理（执行边探、边治、边掘）1、该斜井执行边探、边治、边掘等施工措施，各砂岩含水层平顶山砂岩为重点治理对象。2、斜井筒综合水量大于5m3/h、钻孔单孔水量大于3m3/h时停掘，采取注浆或其它等方法将水量控制在2m3/h以下时方可掘进。四、冲击地压防治1、冲击地压简介冲击地压又称岩爆，指井巷工作面周围岩体由于弹性变形能的瞬时释放而产生突然剧烈破坏的动力现象，发生次数是随开采深度增加而增加，并与地质构造，煤层倾角、厚度突然变化，煤岩结构和开采造成应力集中等有密切关系。其发生冲击地压特征具有突发性、破坏性和复杂性，一般发生时，时间短暂，表现为煤（岩）爆、片帮、底鼓，堵塞井巷，造成人员伤亡，是煤矿重大灾害之一。2、预兆（1）有声预兆：冲击地压发生前常伴有如单个碎块处于高应力状态下的煤或岩体上射落，并伴有响声或强烈响声。地压活动剧烈段，井帮来压发生片帮、底鼓，手扶煤（岩）壁感到震动、冲击，煤炮声由远到近，先小后大，瓦斯忽大忽小，煤尘飞扬等现象。（2）无声预兆：没有前兆突然发生冲击地压。3、观测首先组织专职和施工人员学习、熟知、预防冲击地压知识及专项防治冲击地压措施。工作面专职及施工人员一旦发现有冲击地压前兆，首先停工、停电、撤人，并向地面值班人员、处调度室汇报，同时启动预防冲击地压应急措施。第三节 施工准备工作一、五通一平工作开工前，根据矿方提供场地及施工条件，首先做好“五通一平”工作，待场地平整好，需修建一些必要的大临工程，主要是：井口轻钢屋架防雨棚、井架基础及安装、绞车基础及安装，压风机基础及安装、压风机房、绞车房、井口材料库、储矸仓、办公室、职工宿舍，井口房等项工程。 交通：主斜井井筒开口位置位于十三矿工业广场内，工广内道路畅通，满足施工要求。 供电：十三矿主斜井井筒供电采用双回路供电，电压等级6KV，其中一趟主供回路，一趟保安回路，从十三矿高压盘引到工业广场，满足所有高低压用电需求。 供水：接通十三矿工业广场供水管路，在工业广场合适位置放置一个容量约10m3水箱，满足生产及生活用水需要。 通讯：由十三矿提供集团公司内部通讯分机一部，在井上下各安装一部电话形成通讯网络。 排水：由十三矿排一趟排水管至井口附近，井筒涌水经排水管直接排入十三矿污水处理场。 广场平整：开工前，由十三矿负责协调拆除带锯房、部分木工房，对坑木场进行清理搬运，为井筒开工前各项设备及大临工程施工及明槽开挖提供方便。二、工业广场布置及凿井措施工程根据工业广场现场情况，提升方位角13620。在十三矿提供的工业场地内设临时变电所，自建压风机房及提升绞车房，采用钢骨架彩板结构，其它用房采用彩板结构。料场、砼搅拌站布置在井口东南侧。三、地面供料系统在井筒施工期间，其地面供料系统采用集中搅拌砼供料的方法，料场占地面积为600m2，场地平整后，地面硬化即可,料场搭设料棚。第二章 井筒施工 第一节 施工方案选择一、施工方案选择根据主斜井的工程特征、地质状况、支护形式、施工设备和操作技术等因素，确定施工方案为：采用主斜井快速施工机械化配套施工工艺，即激光指向、光面爆破、耙斗机装岩、箕斗提升、翻矸台汽车排矸、风泵配合卧泵接力排水的成熟施工经验。主斜井明槽采用机械配合人工分层分段机械开挖，一次完成开挖，一次性浇注砼的方法；基岩分化段、基岩段、穿煤层段采用YT-28型凿岩机打眼， 3台激光指向仪定向、中深孔光面爆破的两光施工法，两掘一喷，一次成巷，“三八”制作业方式。三机两泵：一台P-90（B）型耙斗机，两台喷浆机，两台水泵配套施工；前期采用地面采用砼集中搅拌站供料， 2台喷浆机通过3寸输料管向工作面（约供250m左右）送料，后期采用箕斗输送喷浆料， “双机双枪”喷射砼一次成巷；排水选用D80-306和D85-678型水泵接力排水。提升：选用JK-2.5/30型提升机配1台6m3前卸式箕斗提矸、下料，单钩提升，以满足斜井施工需要。斜长超过600m时，采用RZX型助行器在斜井内运送人员，主斜井井筒采用对头施工：上部利用JK-2.5/30型提升机从地面开口向下施工约1208m，下部从井筒落底水平巷道向上施工650m。根据图纸设计和规程规定，井筒施工过程中每隔40m施工一个躲避硐。施工躲避硐时，根据井筒各段支护形式不同，采取相应的支护方式，要求在作业规程中详细说明。第二节 表土段及风化基岩段施工井口设计标高为+118m，表土段长约41.1m，基岩分化段119.8m，根据主斜井工业广场平面布置图，主斜井表土段采用明槽开挖，掘进时放边坡（根据土质采用1：0.57），按设计1-1断面进行永久支护，最后回填至自然地坪标高。一、表土段施工段长41.1m，采用双层钢筋砼支护形式，并根据土质及时进行锚网临时支护，若有渗水现象应喷浆封闭。（一）明槽开挖主斜井井筒采用明槽开挖，明槽根据土质放边坡采用1：0.57。施工采用机械配合人工开挖，开挖时应在开挖区域周围挖排水沟，并避开雨天施工。施工过程中可根据表土层的稳定情况调整开挖深度。明槽开挖过程中，应分层分段进行，分层高度1.52m，分段长度1015m。1、为确保地面表土开挖工程的质量应做到以下几点：土方开挖前，应根据施工方案的要求，将施工区域内的地下、地上障碍物清除和处理完毕。场地的定位控制线（桩）标准水平桩及开槽的灰线尺寸，必须经过检验合格，并办完预检手续。夜间施工时，应有足够的照明设施：在危险地段应设置明显标志，并要合理安排开挖顺序，防止错挖或超挖。开挖顺序从上而下，由中心向两边，逐层顺坡纵向开挖，开挖过程中随时进行刷坡处理，使边坡一次成型。开挖采用挖掘机直接开挖、翻斗车运输（附开挖图）。开挖采用端头挖土法：挖土机以倒退行驶的方法进行开挖，翻斗车配置在挖土机的两侧装运土。开挖土石方不得挖至设计标高以下，如不能准确地挖至设计标高时，可在设计标高以上暂留一层土不挖，以便在找平后，由人工挖出。在机械施工挖不到的土方，应配合人工随时进行挖掘，并用手推车把土方运到机械挖到的地方，以便及时挖走。修帮和清底：由两端轴线（中心线）引桩用小线拉通线，检查距槽边尺寸，确定槽宽标准尺寸。以此修整槽边，最后清除槽底土方。槽底修理铲平后进行质量检查验收。土方开挖前，沿场地四周布设简易排水沟和截水沟，避免地表水流入开挖基坑内。土方开挖完成后排干积水和清底，及时进行下一工序的施工。土方工程不宜在雨天进行。在雨季施工时应切实制订雨季施工的安全技术措施。开挖中若遇土层性质发生变化时，应根据实际修改挖方边坡，及时报监理审批。土方开挖完成后应进行防雨，搭设大型轻钢屋架上铺设3mm厚折型版。土石方开挖量6425.3m3，回填土方量5735.4m3，外运土石方689.9m3，开挖的土方，在场地有条件堆放时，留足回填需用的好土，回填土方选择就近点临时堆放，多余的土方，应一次运走，避免二次搬运。2、成品保护对定位标准桩、轴线引桩、标准水准点等，挖运土时不得碰撞，并应经常测量和校核其平面位置、水平标高和边坡坡度是否符合设计要求。定位标准桩和标准水准点应定期复测和检查是否正确。土方开挖时，应防止邻近已有建筑物或构筑物、道路、管线等发生下沉和变形。必要时应与设计单位或建设单位协商采取防护措施，并在施工中进行沉降或位移观测。施工中如发现有文物或古墓等，应妥善保护，并应及时报请当地有关部门处理，方可继续施工。如发现有测量用的永久性标桩或地质，地震部门设置的长期观测点等，应加以保护。（三）应注意的质量问题基底超挖：开挖基槽（坑）、管沟不得超过基底标高，如个别地方超挖时，其处理方法应取得设计单位的同意。基底未保护：基槽（坑）开挖后应尽量减少对基土的扰动。如果基础不能及时施工时，可在基底标高以上预留30cm土层不挖，待做基础时再挖。施工顺序不合理：应严格按施工方案规定的施工顺序进行开挖土方，应注意宜先从低处开挖，分层、分段依次进行，形成一定坡度，以利排水。施工机械下沉：施工时必须了解土质和地下水位情况。推土机、铲土机一般需要在地下水位0.5m以上推铲土；挖土机一般需在地下水位0.8m以上挖土，以防机械自身下沉。图2.1 明槽开挖平剖面图（二）墙基施工若巷道基础位于回填的虚土中，应由下往上用三合土加以夯实并施工料石（片石砂浆）基础，尺寸：宽高=800600mm。 （三）立模打灰壁厚400mm，由下往上按照设计要求立模浇注砼。砼浇注段长根据实际情况控制在4.57.5m，分段立模浇注砼。支护时，先把碹骨立好，碹骨外侧绑扎双层钢筋（间排距300300mm），然后在离碹骨400mm处用片石（或其他材料）堆砌到巷道荒断面设计高度，再进行砼浇筑。砼设计强度C30，由实验室现场取样试配，确定配合比。（四）回填明槽段支护完毕后，将巷道支护以外边槽回填至自然地坪标高，采用人工或机械夯实，防止地面积水下渗进入巷道。回填过程中应注意：1、待井筒钢筋砼井壁浇注28天后，采用粘性土或拌合土水平分层填筑，逐层碾压。回填土中所含石块的最大直径不得超过100mm，粘土铺设厚度一般控制在300400mm，压实遍数为46遍。2、施工时，将调节到最优含水量的回填土，按规定的虚铺厚度铺设，随后碾压，碾压应按顺序进行，避免漏压，在机械漏压的地方应人工夯填。3、在设计的场地地坪标高以下2m深度范围内，必须采用纯粘土或拌合土回填压实，不得采用石块等填料。回填后的地表标高应稍高于设计的广场地坪。（五）铺底、水沟、台阶表土段巷道铺底厚度300mm，水沟在下山方向巷道两侧，巷道左侧水沟净尺寸：宽高=300300mm，右侧水沟净尺寸：宽高=100100mm。井筒中每隔50m，设一横向水沟，倾向主水沟的坡度不应小于3，横向水沟断面为150150mm。台阶设计在巷道的右侧离巷帮100mm，台阶尺寸：长宽高=385500140mm。（见施工断面图）铺底、水沟、台阶在耙斗机后施工。二、基岩分化段（2-2断面）预计施工段长119.8m左右，采用锚网、单层钢筋砼联合支护形式。 （一）掘进采用YT28型凿岩机打眼，爆破采用水胶炸药，毫秒延期电雷管起爆（时间总长度不超过130毫秒）。施工过程中根据岩性选择合理的爆破参数。炮眼深度1.4m，每炮循环进尺1.2m，炮眼利用率85%，正规循环率85%，每月有效进尺：1230.585%=52m。 爆破原始条件如表1.1矿井瓦斯等级掘进断面24.9m2岩石硬度系数f=46钻眼机具YT-28型凿岩机炸药种类矿用安全炸药雷管类别毫秒电雷管表2.1爆破条件表 炮眼布置井筒掘进断面24.9m2，采用斜眼掏槽方式，全断面共打眼106个。图2.2炮眼布置图序号炮 眼名 称眼距 （mm）炮眼数量(个)炮眼深度（mm）装药量起爆顺序联线方式装药结构卷/眼kg/眼合计1掏槽眼4689140030.998.91串并联连续正向装药2辅助眼56111120020.667.263辅助眼5501512001.50.57.54辅助眼5411912001.50.59.55周边眼30041120010.3313.536底 眼55011140030.9910.89合计10657.59药卷规格为35300330g。表2.2爆破参数表顺序指标名称单位数量 顺序指标名称单位数量1炮眼深度m1.27每循环炮眼消耗量m131.22炮眼利用率%858每立方岩石炸药消耗量 kg/ m32.33循环进尺m19每立方岩石雷管消耗量 个/ m34.34巷道掘进断面m224.910每立方岩石炮眼消耗量 m/ m35.35 每循环掘进实体岩石量m324.911每米成巷炸药消耗量 kg/m 57.596每循环炸药消耗量kg57.5912每米成巷雷管消耗量发/m106表2.3预计爆破效果若岩石破碎，缩小循环进尺，根据岩性变化重新调整爆破参数。（二）支护 超前支护基岩分化段采用402000mm管缝锚杆超前支护，间距300mm，一炮一支护，过完为止，数量根据施工实际情况确定。超前锚杆均匀布置在巷道拱部荒断面轮廓线以外，打设角度略小于下山坡度。 永久支护锚网加单层钢筋砼联合支护，壁厚400mm，砌碹砼设计强度C30。（三）铺底、水沟、台阶基岩分化段巷道铺底厚度300mm，水沟在下山方向巷道两侧，巷道左侧水沟净尺寸：宽高=300300mm，右侧水沟净尺寸：宽高=100100mm。井筒中每隔50m，设一横向水沟，倾向主水沟的坡度不应小于3，横向水沟断面为150150mm。台阶设计在巷道的右侧离巷帮100mm，台阶尺寸：长宽高=385500140mm。（见施工断面图）铺底、水沟、台阶在耙斗机后施工。第三节 基岩段施工基岩段斜长约1406.9m，以泥岩、砂质泥岩为主。 一、基岩段（一） 施工设备基岩段施工时，工作面配备YT-28凿岩机15台，正常施工使用10台，备用5台，P-90（B）型耙斗机一台，喷浆机3台，喷浆实行双机双喷头，2台正常工作，1台备用，风镐4台，风泵2台、卧泵2台，提升使用1台JK-2.5/30型提升机配6.0m3箕斗。（二） 施工工艺施工采用两掘一喷、“三八”制作业方式，中深孔光面爆破，随掘随锚随喷浆一次成巷，放炮采用毫秒延期电雷管、煤矿许用水胶炸药破岩（雷管总延期时间不超过130毫秒）。施工工序：交接班安全检查开工准备拉中心腰线上部锚杆挂网及打上部眼耙碴（排水）打下部锚杆及下部眼瓦斯检查装药放炮瓦斯检查出碴（除放炮、检查、架金支喷浆时间外）。打锚杆应做到随打随锚。锚杆施工顺序：先顶后帮、由外往里。拱部锚网空顶距要求：最小800mm，最大2400mm，喷浆空顶距要求5000mm。耙斗机前拱部初喷，移耙斗机后墙部和拱部在两天内喷成巷。（三） 施工方法1.钻眼工作：采用YT-28型风钻，配22mm六角中空钢钎，43mm，“一”字型合金钻头，按照打眼工操作规程，采用分区、定人、定眼位打眼；严格按照爆破图表进行，特别要注意掌握好巷道掘进的方向和坡度；掏槽眼深度为2.2m，辅助眼深度控制在2.0m，周边眼距控制在300mm左右。2.装药工作：打完眼后，要用吹风管将炮眼内的碎矸及岩粉吹净，严格按照爆破图表要求正向装药，对有水的炮眼，必须使用抗水炸药或加防水套，以免受潮拒爆。同时切断工作面机械设备的全部电源。3.联线工作：炮眼全部装完药后，由放炮员亲自采用串并联的方式进行联线。联线前，远离工作面的端头母线应扭短接，同时无关人员应撤离工作面到安全警戒线以外的安全地带。4.放炮工作：放炮前，工班长必须在指定的警戒线以外清点人员并设置岗哨；放炮工作只准放炮员一人进行，同时应严格执行本工种操作规程；放炮后，放炮员必须先将放炮母线从电源上取下，并将两股母线短接，等工作面炮烟吹散后，人员方可进行入工作面。若通电后未起爆，必须先摘下母线短接等15分钟以后，方可沿线路检查，排除拒爆故障后，重新按程序放炮。5.支护：全岩段预计施工段长1406.9m，采用锚网喷支护形式。其锚杆采用202400mm高强左旋树脂锚杆，锚杆间排距800800mm，呈“三花”布置，药卷用Z2335树脂药，每孔2卷药。6焊接钢笆网，网孔边长8080mm，网搭接100mm；U36金支搭接500mm，架金支后喷浆，厚度为T=200mm，砼强度C20。软岩段可考虑增加锚索加强支护，沿巷道中心呈2：3：2布置，间排距21002100mm,锚索规格为15.246500mm钢绞线，药卷用Z2335树脂药，每孔5卷药。前期由地面向工作面并列铺设2趟3寸钢管作为喷浆输料管路，后期采用箕斗输送喷浆料，工作面喷浆实行双机双喷头，双喷头一前一后同时喷射砼进行支护。喷浆前，对工作面拉尺上线，认真检查巷道规格，在确认全部合格情况下进行锚杆支护。锚杆眼打好后，要将眼内粉尘吹净，按要求将树脂药卷送入眼内，而后用风动工具将锚杆快速送入眼底，方可安装锚杆托盘拧紧螺母。两掘完成后再进行喷浆支护工作。喷浆前先将浮矸活岩找掉并用水冲刷洗岩帮，按设计规格尺寸放好边线，由后向前，先墙后拱进行喷浆，初喷厚度为5070mm。耙斗机前移后复喷至设计厚度200mm，喷成后及时进行洒水养护工作。6.排矸：工作面矸石由P-90（B）型靶斗机装岩，装至6m3箕斗内，利用提升机提至地面，利用6m3箕斗翻矸装置，把碴翻到储矸仓中，储矸仓容积3040m3，储矸仓下部用汽车接矸，用汽车排至指定地点。耙斗机距工作面最远不超过30m，掌子头后10m出矸平行作业。（四） 爆破说明书采用光面爆破。爆破采用水胶炸药，毫秒延期电雷管起爆，视围岩情况选择合理的爆破参数，采用起爆器起爆。若断层带富存瓦斯，采用三级煤矿许用安全炸药。炮眼深度2.0m，每炮循环进尺1.8m，炮眼利用率85%，正规循环率85%，每月有效进尺：1.8230.585%=93.3m。 爆破原始条件矿井瓦斯等级掘进断面21.8m2岩石硬度系数f=46钻眼机具YT-28型凿岩机炸药种类矿用安全炸药雷管类别毫秒电雷管表2.4 基岩段爆破原始条件表 炮眼布置（3-3断面）井筒掘进断面21.8m2，采用斜眼掏槽方式，全断面共打眼94个。图2.3 3-3断面炮眼布置图序号炮 眼名 称眼距 （mm）炮眼数量(个)炮眼深度（mm）装药量起爆顺序联线方式装药结构卷/眼kg/眼合计1掏槽眼5617220030.996.93串并联连续正向装药2辅助眼53111200030.9910.893辅助眼59013200030.9912.874辅助眼55517200020.6611.225周边眼30038200010.3312.546底 眼60011220030.9910.89合计9776.23药卷规格为35300330g。表2.5 3-3断面爆破参数表顺序指标名称单位数量顺序指标名称单位 数量1炮眼深度m27每循环炮眼消耗量m 197.62炮眼利用率%858每立方岩石炸药消耗量 kg/ m31.93循环进尺m1.89每立方岩石雷管消耗量 个/ m32.54巷道掘进断面m221.810每立方岩石炮眼消耗量 m/ m35.05 每循环掘进实体岩石量m339.2411每米成巷炸药消耗量 kg/m42.46每循环炸药消耗量kg76.2312每米成巷雷管消耗量发/m54表2.6 3-3断面预计爆破效果3、基岩段（3-3断面）破碎带爆破参数图2.4 3-3断面破碎带炮眼布置图序号炮 眼名 称眼距 （mm）炮眼数量(个)炮眼深度（mm）装药量起爆顺序联线方式装药结构卷/眼kg/眼合计1掏槽眼5617120030.996.93串并联连续正向装药2辅助眼53111100020.667.263辅助眼5901310001.50.56.54辅助眼5551710001.50.58.55周边眼3003810000.50.166.086底 眼60011120030.9910.89合计9746.16药卷规格为35300330g。表2.7 3-3断面破碎带爆破参数表顺序指标名称单位数量顺序指标名称单位 数量1炮眼深度m1.27每循环炮眼消耗量m 1202炮眼利用率%858每立方岩石炸药消耗量 kg/ m3 2.13循环进尺m19每立方岩石雷管消耗量 个/ m3 4.44巷道掘进断面m221.810每立方岩石炮眼消耗量 m/ m3 5.55 每循环掘进实体岩石量m321.811每米成巷炸药消耗量 kg/m 46.26每循环炸药消耗量kg46.1612每米成巷雷管消耗量发/m 97表2.8 3-3断面破碎带预计爆破效果若岩石破碎或穿过软煤岩，缩小循环进尺，根据岩性变化重新调整爆破参数。二、穿煤层、受采动影响段（4-4断面）在施工过程中做好探煤工作，探、揭、过煤层措施另行编制。（一） 施工设备、施工工艺、施工方法同基岩段（二） 爆破说明书采用光面爆破。爆破采用水胶炸药，毫秒延期电雷管起爆，视围岩情况选择合理的爆破参数，采用起爆器起爆。若断层带富存瓦斯，采用三级煤矿许用安全炸药。炮眼深度2.0m，每炮循环进尺1m，炮眼利用率85%，正规循环率85%，每月有效进尺：1230.585%=52m。 爆破原始条件矿井瓦斯等级掘进断面26.1m2岩石硬度系数f=46钻眼机具YT-28型凿岩机炸药种类矿用安全炸药雷管类别毫秒电雷管表2.9 基岩段爆破原始条件表 炮眼布置井筒掘进断面26.1m2，采用斜眼掏槽方式，全断面共打眼109个。图2.5 3-3断面炮眼布置图序号炮 眼名 称眼距 （mm）炮眼数量(个)炮眼深度（mm）装药量起爆顺序联线方式装药结构卷/眼kg/眼合计1掏槽眼51911120030.9910.89串并联连续正向装药2辅助眼57012100020.667.923辅助眼6001510001.50.57.54辅助眼5501910001.50.59.55周边眼3004010000.50.166.46底 眼60011120030.9910.89合计10946.7药卷规格为35300330g。表2.10 3-3断面破碎带爆破参数表顺序指标名称单位数量顺序指标名称单位 数量1炮眼深度m1.27每循环炮眼消耗量m 135.22炮眼利用率%858每立方岩石炸药消耗量 kg/ m3 1.83循环进尺m19每立方岩石雷管消耗量 个/ m3 4.24巷道掘进断面m226.110每立方岩石炮眼消耗量 m/ m3 5.25 每循环掘进实体岩石量m326.111每米成巷炸药消耗量 kg/m 46.76每循环炸药消耗量kg46.712每米成巷雷管消耗量发/m 109表2.11 3-3断面破碎带预计爆破效果三、支护锚网喷、36U金支联合支护，锚杆、网参数同基岩段，壁厚200mm，喷砼设计强度C20。四、铺底、水沟、台阶基岩段、穿煤层、受采动影响段巷道铺底厚度200mm，水沟在下山方向巷道两侧，巷道左侧水沟净尺寸：宽高=300300mm，右侧水沟净尺寸：宽高=100100mm。井筒中每隔50m，设一横向水沟，倾向主水沟的坡度不应小于3，横向水沟断面为150150mm。台阶设计在巷道的右侧离巷帮100mm，台阶尺寸：长宽高=385500140mm。（见施工断面图）铺底、水沟、台阶在耙斗机后施工。第四节 躲避硐一、 支护形式前三个躲避硐采用砌碹支护，砌碹厚度为200mm，砼强度等级为C20。后42个躲避硐采用锚网喷支护，喷浆厚度为T=100mm。二、 爆破说明采用光面爆破。爆破采用水胶炸药，毫秒延期电雷管起爆，视围岩情况选择合理的爆破参数，采用起爆器起爆。 爆破原始条件矿井瓦斯等级掘进断面3.9/3.3m2岩石硬度系数f=46钻眼机具YT-28型凿岩机炸药种类矿用安全炸药雷管类别毫秒电雷管表2.12 躲避硐1原始条件表躲避硐炮眼布置躲避硐1、2掘进断面3.9/3.3m2，采用斜眼掏槽方式，全断面共打眼28/27个。图2.6 躲避硐1断面炮眼布置图序号炮 眼名 称眼距 （mm）炮眼数量(个)炮眼深度（mm）装药量起爆顺序联线方式装药结构卷/眼kg/眼合计1掏槽眼5027170020.664.62串并联连续正向装药5周边眼30016150010.335.286底 眼4005170020.663.3合计2813.2药卷规格为35300330g。表2.13 躲避硐1爆破参数表顺序指标名称单位数量顺序指标名称单位数量1炮眼深度m1.57每循环炮眼消耗量m 44.42炮眼利用率%858每立方岩石炸药消耗量 kg/ m32.63循环进尺m1.39每立方岩石雷管消耗量 个/ m35.54巷道掘进断面m23.910每立方岩石炮眼消耗量 m/ m38.75 每循环掘进实体岩石量m35.0711每米成巷炸药消耗量 kg/m10.26每循环炸药消耗量kg13.212每米成巷雷管消耗量发/m22表2.14 躲避硐1预计爆破效果图2.7 躲避硐2断面炮眼布置图序号炮 眼名 称眼距 （mm）炮眼数量(个)炮眼深度（mm）装药量起爆顺序联线方式装药结构卷/眼kg/眼合计1掏槽眼4827170020.664.62串并联连续正向装药5周边眼30015150010.334.956底 眼4005170020.663.3合计2712.87药卷规格为35300330g。表2.15 躲避硐2爆破参数表顺序指标名称单位数量顺序指标名称单位 数量1炮眼深度m157每循环炮眼消耗量m 42.92炮眼利用率%858每立方岩石炸药消耗量 kg/ m333循环进尺m1.39每立方岩石雷管消耗量 个/ m36.34巷道掘进断面m23.310每立方岩石炮眼消耗量 m/ m3105 每循环掘进实体岩石量m34.2911每米成巷炸药消耗量 kg/m3.36每循环炸药消耗量kg12.8712每米成巷雷管消耗量发/m33表2.16 躲避硐2预计爆破效果掘进过程中，根据岩性变化可重新调整爆破参数。第五节 反上山施工一、施工工艺及施工方法同基岩段二、施工设备工作面配备YT-28凿岩机15台，正常施工使用10台，备用5台，P-60（B）型耙斗机一台，喷浆机3台，喷浆实行双机双喷头，2台正常工作，1台备用，风镐4台，提升前期使用1台55KW绞车“倒拉牛”提升，400米以后使用2台55KW绞车接力提升；3吨矿车运输。三、运输前400米在起坡点安装一台55KW绞车，在耙斗机后“倒拉牛”提升，3T矿车运输，根据提升距离提升绞车可适当上移；400650米段增加一台55KW绞车进行接力提升，在两台绞车接力位置增加甩车场（其断面和长度在变更中明确）。矿车进入下车场后并入十三矿井下运输系统。供料由十三矿井下运输系统运至下车场。四、供风、供水、供电、排水由十三矿在井下提供风、水、电接头位置并延接到反上山施工地点。工作面涌水由下山水沟排入十三矿井下排水系统。五、通风在十三矿井下进风流巷道中安设2台230KW对旋风机，一趟800mm直径胶质风筒向工作面供风，风机设置风电闭锁、瓦斯电闭锁装置。六、瓦斯监控在工作面及其回风流中由十三矿安设2台瓦斯断电仪，断电值的设定符合有关规定，并由十三矿统一进行管理。第三章 凿井辅助系统和设施第一节 简 述 根据斜井施工生产进度的需要，经过施工方案的论证，决定采用斜井快速施工机械化配套施工工艺，即激光指向、光面爆破、耙斗机装岩、箕斗提升、翻矸台汽车排矸、风泵配合卧泵接力排水的成熟施工经验。喷射砼实现远距离管路输料，为掘支平行作业创造条件，有效地加快成井速度。下面就主斜井施工设备与设施的选型及布置进行阐述。一、 提升 根据现有提升设备，施工时采用1台JK-2.5/30型提升机，配6m3前倾式箕斗提矸、下料，单钩提升，以满足斜井施工需要。斜长超过600m，人员上下采用RZX型助行器。为加快施工，反上山施工650m。二、 排水井筒施工期间整体治水方案为：井筒涌水量按3m3考虑，采用以分段接力排水为主的治水方案，减少井筒涌水对施工的影响。具体方案如下：1、根据斜井水文地质资料，前期明槽开挖采用BQW50-50型排沙水泵排水，进入基岩施工水较多时排水设备采用D80-306型排水泵,每垂高150m（斜长=150/sin20o440m）处设一个水仓形成分段接力排水系统，水从工作面分段排到地面；水较少时直接用风泵排入前卸式箕斗中随矸石一起排到地面。在斜长1000m处建立临时水仓，采用D85-678型水泵把水从临时水仓直接排至地面，前期排水系统中分级水泵拆除。向下掘进施工，下部仍然采用D80-306型水泵把工作面的水排到临时水仓，形成排水系统。排水管采用100mm钢管。2、当巷道涌水量3m3，排水能力不能满足时，必须停工，并制定专项治水方案（注浆）。三、 压风1、空气压缩机的选择打眼选用YT-28型风钻，风钻耗风量4.8m3/min，基岩层上810台风钻。则总耗风量为Q=k q式中管网漏风系数，取1.1 风动机械磨损使耗风量增加的系数，取1.1 高原修正系数，取1.05 k风动机具同时使用系数，取0.9 q风动工具耗风量，48m3/min则Q=1.11.11.050.948=55m3/min据此，选40m3压风机2台，20m3压风机1台。2、压风管径选择根据公式d=20=20=149mm 查表根据现有条件选用1504.5 mm无缝钢管作为压风管。四、排矸、下料工作面铺设24kg/m的轨道，轨距900mm，钢筋砼轨枕规格为（长宽高）1500160130mm，轨道中间轨枕间距为600700mm，轨道接头处轨枕间距为400500mm。铺设的轨道必须符合“质量标准化验收标准”中的规定，轨距误差不大于10mm、不小于5mm；轨道间隙不超过10mm；内外错不大于5mm。轨道构件齐全、紧固有效，轨道距工作面为6-20m。矸石由P-90（B）型靶斗机装岩，装至6m3前倾式箕斗内，利用提升机提至地面，利用6m3箕斗翻矸装置，用汽车接矸排至指定地点。五、通讯、信号、照明和监视线巷道内敷设一趟信号照明电缆，规格为MY316+16，在工作面装一套声光信号和一套通讯工具，40m一道红灯，通讯电缆规格为MY-2.54，信号传递采用打点方式，井下通讯采用防爆电话。巷道内使用防爆灯照明，工作面使用防爆投光灯。设一趟井下工作面电视监视线。六、供电十三矿斜巷供电采用双回路供电，电