主斜井井筒施工作业规程

1、施工组织设计（方案）审批表工程名称：汾西瑞泰正中煤业主斜井井筒 编号：致：山西汾西瑞泰正中煤业有限公司山西煤炭建设监理咨询公司第十四工程监理部 我方已根据业主要求和实际情况完成了主斜井井筒施工作业规程的编制，并经我单位上级技术负责人审查批准，请予以审查。 附：主斜井井筒施工作业规程 承包单位（章）： 项 目 经 理： 日 期： 审查意见：专业监理工程师（章）： 日 期： 审查意见：项目监理机构： 总监理工程师（章）： 日 期： 主斜井井筒施工作业规程施工单位审批签字栏 （签 字） （ 年 月 日） 项 目 经 理： 生 产 副 队 长： 安 全 副 队 长： 机 电 副 队 长： 技 术 副

2、队 长： 编 制： 主斜井井筒施工作业规程甲方审批签字栏 （签 字） （ 年 月 日） 总 工 程 师： 安 全 矿 长： 生 产 矿 长： 机 电 矿 长： 通 风 区 长： 安 监 处： 调 度 室： 机 运 科： 生 产 技 术 科： 基 建 科： 轨道下山及上部车场施工作业规程建设单位审批意见栏审批意见：作业规程会审记录规程名称：主斜井井筒施工作业规程会审时间：2012年2月22日会审地点：正中煤矿会议室主持人：杨双文参加人员： 会审意见：【2012】山西汾西瑞泰正中煤业有限公司作业地点：正中煤业主斜井井筒主斜井井筒施工作业规程编 制：周 强施 工 单 位：中鼎国际矿建分公司施 工 负

3、 责 人：黄仁旗批 准 日 期：2012年2月21日目 录第一章 工程及地质概况9第一节 概 述9第二节 工程概况9第三节 地质概况13第二章 巷道支护设计说明21第一节 巷道支护说明21第二节 支护设计说明22第三章 施工工艺25第一节 施工方法25第二节 工艺流程29第三节 爆破作业29第四节 巷道支护30第五节 出矸与运输39第六节 轨道、水沟39第四章 辅助生产系统40第一节 提升系统40第二节 压风系统49第三节 排水系统50第四节 通风系统51第五节 供电系统52第六节 通讯、信号系统53第七节 供水系统53第八节 砼搅拌、输送系统53第九节 施工主要设备53第五章 劳动组织54第

4、一节 作业循环方式和交接班管理54第二节 管理形式和劳动力配备54第三节 正规循环作业图表55第六章 安全技术措施55第一节 一般规定55第二节 通风管理56第三节 顶板管理57第四节 爆破管理58第五节 防治水59第六节 钻眼支护60第七节 机电62第八节 运输64第九节 综合防尘及煤尘管理69第十节 火工品管理制度70第十一节 其它70第七章 质量标准化及保证措施72第八章 文明施工措施74第九章 避灾路线75第一章 工程及地质概况第一节 概 述为了加快矿井开拓，保证矿井生产部署，加快矿井早日投入生产的时间，决定进行主斜井筒施工工程。为了有计划，有组织的统筹安排该项目的施工，特编制本施工作

5、业规程。一、巷道名称本作业规程适用于主斜井井筒。二、用途该井筒为满足矿井运输能力而设计。三、巷道设计长度及服务年限该巷道设计总长度为1034米。服务年限与矿井所限相同。第二节 工程概况山西汾西瑞泰正中煤业副立井井筒工程，建设地点：山西省灵石县静升镇，建设规模：90万T/a。1、地理位置山西汾西瑞泰正中煤业有限公司位于山西省晋中市灵石县北东边境静升镇椒仲村，距灵石县城12公里。2、企业性质及隶属关系山西汾西瑞泰正中煤业有限公司是以汾西瑞泰投资公司与泰星椒仲有限公司兼并重组的企业。现安全责任主体为汾西瑞泰投资公司。3、地形地貌山西汾西瑞泰正中煤业有限公司位于吕梁山与霍山之间的黄土、基岩丘陵地带，井

6、田地形总体上中间高东西较低，最低点位于井南角，海拔915m，最高点为井田北部，海拔1126.7m，相对高差211.7m，井田内黄土广布，冲沟发育。本井田属汾河水系，冲沟水由南向北，暴雨时洪流沿沟北流，途径后党峪沟，东城寺村附近，出沟后向西汇入汾河。本区属温带大陆性季风气候，年平均气温为10-12C，一月份平均气温为-5- -4 C（1990年），七月份平均气温23-25 C，无霜期最长为150-170天，最大冻土深度93cm，最小冻土深度42cm（1989年），最大年降水量为648mm（1975年），最小年降水量为273.50mm（1986年），年蒸发量大于降水量，且降水多集中在农历7、8、9

7、三个月，从而形成春季干旱多风，夏季炎热，秋季多雨，冬季寒冷干燥的典型大陆气候。井田由于处于在晋中与临汾两断陷盆地接壤地带，也是太原、临汾两个地震活动带中间，因此盆地发生较大的地震均波及到本区。据史料记载，历史上曾发生过较大的地震，建国以来发生地震40余次，绝大部分为3级以下，根据1993年山西省工程抗震设防烈度图，该区域属七度区，今后在建井中要特别注意。4、交通情况井田东南邻近斩断焉村，西南邻椒仲村，本邻介休樊家湾村。从井口向北沿自备公路往介休市后党峪村。党峪沟行进约8公里可与大运公路连接。沿大运公路约3公里，即可达介休火车站。交通运输条件较为便利。 5、主要技术特征主斜井井筒开口以243方位

8、角施工，井口标高为+945m，倾角为15.5度。井筒为半圆拱形断面，1-1毛断面29.59m2, 净断面20.82m2,毛宽60006600mm，毛高5400mm，净宽5000mm,净高4700mm;2-2毛断面25.86m2, 净断面16.32m2,毛宽60006600mm，毛高4500mm，净宽5000mm,净高3800mm; 3-3毛断面18.45m2, 净断面16.32m2,毛宽5300mm，毛高4050mm，净宽5000mm,净高3800mm。表土段采用双层钢筋混凝土支护，浇筑混凝土厚度500mm。混凝土强度等级为C30。受力筋环筋采用20的钢筋，竖筋采用20的钢筋，间排距均为300

9、300mm，箍筋采用12mm的钢筋，间排距为300mm，砌碹支护厚度为500mm，砌碹混凝土强度等级为C30；铺底厚度200mm，混凝土强度等级C20。水沟尺寸为300mm300mm。断面图见图1-1、1-2、1-3具体工程量及特征见表1-4。表 1-4序号名 称单位主斜井1井口坐标Xm.521Ym.124Zm+9452432倾角度15.53砼砌碹段明槽长度m7开挖量M3斜长m135净断面m216.3220.82掘进断面m229.5923.924基岩段净断面m216.32掘进断面m218.45长度m8995支护方式砼砌碹段混凝土碹C30基岩段锚喷C207附属工程铺底、水沟、台阶躲避硐52m8总

10、工程量m1034第三节 地质概况1、工程地质本井田大部均被第三、四系覆盖，仅北东部沟谷即F6断层两侧小范围出露奥陶系中统峰峰组，石炭系中统本溪组、上统太原组下段，二叠系下统山西组和下石盒子组及上统上石盒子组第一、二段。现依据以往钻孔和本次补充勘查钻孔资料，就矿井地层由老到新叙述如下：1、奥陶系（O）（1）中统上马家沟组（O2s）据RT401号水文钻孔，本组地层基本完全揭露，厚度188.34m。下段（O2s1）：以灰色、深灰色角砾状泥灰岩为主，由粘土角砾、灰岩角砾组成，含条带状石膏，并具厚层状原生石膏。本段厚40.53m。中段（O2s2）：厚91.64m，大部以泥晶灰岩为主，夹白云质灰岩；上部为

11、豹皮状灰岩、厚层状，层面具有机薄膜，裂隙发育，多被方解石充填。上段（O2s3）：厚56.17m，深灰色石灰岩、块状、质纯、性脆、具方解石细脉，中夹薄层泥灰岩，下部具白云化作用，具有白云质灰岩。（2）中统峰峰组（O2f）下段（O2f1）：厚52.36m，为灰色、浅灰色泥灰岩、夹薄层角砾状灰岩或泥灰岩，石膏呈薄层或纤维状，并呈脉状或网格状与泥灰岩交织在一起。上段（O2f2）：厚59.53m。以深灰色石灰岩为主，块状，坚硬，质纯，局部为泥质灰岩。2、石炭系（C）（1）中统本溪组（C2b）平行不整合于下伏峰峰组之上。厚6.37-22.82m，平均13.85m，以浅灰色、灰色、铝土矿、铝质泥岩为主，夹1

12、-2层灰色石灰岩及少量黑灰色泥岩和薄层灰色细粒砂岩。（2）上统太原组（C3t）与下伏本溪组整合接触，为本矿主要含煤地层之一。K1砂岩底-K7砂岩底，厚71.32-92.70m，平均83.38m。下段(C3t1)：K1砂岩底-K2石灰岩底,厚13.48-29.32m，平均21.25m,以灰黑色泥岩为主,夹灰黑色粉砂岩和少量灰色细粒砂岩及少量浅灰色铝质泥岩。含9、10下号大部可采稳定煤层和10号稳定不可采煤层(硫分3%)。11号煤层可采面积小于井田面积(F3断层以西)的1/3，仅占1/5，据现行勘查规范应属不可采煤层。中段（C3t2）：K2石灰岩底-K4石灰岩顶。厚30.18-42.08m，平均3

13、7.07m。主要由K2、K3、K4三层石灰岩组成，间夹灰黑色粉砂岩、浅灰色中细粒砂岩及灰黑色泥岩，含7、8号不可采煤层。上段（C3t3）：K4石灰岩顶-K7砂岩底。厚15.50-29.95m，平均23.61m。主要为灰黑色、黑色泥岩，中、上部灰黑色粉砂岩次之，夹少量灰白色中、细粒砂岩，中、下部夹少量浅灰色铝质泥岩。含6号大部可采的不稳定煤层及5号不可采煤层。3、二叠系（P）（1）下统山西组（P1s）与下伏太原组整合接触，为本矿主要含煤地层之一。K7砂岩底-K8砂岩底，厚36.95-57.90m，平均46.45m。以黑灰色，灰黑色、黑色粉砂岩、泥岩为主，下部夹少量灰白色中、细粒砂岩，上部灰白色中

14、、细粒砂岩相对较多。含2上、2下号稳定可采煤层及1、3号不可采煤层。（2）下统下石盒子组（P1x）与下伏山西组整合接触，于井田北东部沟谷出露。K8砂岩底-K10砂岩底，厚72.40-125.10m，平均100.96m。下段（P1x1）：K8砂岩底-K9砂岩底，厚24.58-43.10m，平均34.48m。以深灰色、黑灰色、灰黑色粉砂岩、泥岩与灰白色、灰色细粒砂岩互层为主。上段（P1x2）：K9砂岩底-K10砂岩底，厚39.17-85.65m，平均60.92m，下部主要为灰白色中、细粒砂岩、间夹灰色、浅灰绿色粉砂岩、泥岩；中部以浅灰绿色、灰绿色粉砂岩、泥岩为主、夹少量灰绿色砂质泥岩和灰白色、浅灰

15、绿色细粒砂岩；中上部局部发育一层灰白色厚层中粒砂岩；上部为灰绿色夹紫红色含铝质及铁质鲕粒的泥岩、粉砂岩。（3）上统上石盒子组（P2s）与下伏下石盒子组整合接触，于井田北东部沟谷出露。保留最高层位为第二段大部。第一段（P2s1）：K10砂岩底-K12砂岩底，厚一般180.00m左右。大部以黄绿色、灰绿色粉砂岩、泥岩及砂质泥岩为主，含紫红色，夹少量黄绿色细粒砂岩；中部普遍含1-2层黄绿色、灰白色中、细粒砂岩；中上部主为黄绿色、灰绿色夹紫红色的砂质泥岩、泥岩和粉砂岩；上部为黄绿色、紫红色粉砂岩、泥岩、砂质泥岩、夹黄绿色细粒砂岩，普遍含一层黄绿色中粒砂岩。第二段（P2s2）：厚度一般180.00m左右

16、，以紫红色含黄绿色和灰绿色的砂质泥岩、泥岩为主，夹少量粉砂岩和黄绿色含紫红色条带的中、细粒砂岩。第三段（P2s3）：于东界孝义断层以西第三、四系以下保留。据RT402号钻孔，厚度80m，以紫红色泥岩和紫红色、黄绿色中、粗砂岩互层为主。（4）上统石千峰组(P2sh)：于东界孝义断层以西第三、四系以下保留，据RT402号钻孔，厚度100m。紫红色泥岩为主，夹少量灰白色、浅灰绿色、紫红色细粒砂岩。与下伏上石盒子组整合接触。4、三叠系(T)下统刘家沟组(T1l)与下伏石千峰组整合接触，于东界孝义断层以西第三、四系以下保留下、中部，据RT402号钻孔，保留厚度300m。以浅紫红色细粒砂岩为主，夹薄层紫红

17、色泥岩。5、上第三系、第四系（Q+N）第三、四系总厚度为4.73-362.82m，平均195.35m。（1）上第三系上新统（N2）于井田北东部零星出露，角度不整合于下伏各时代地层之上。上部为棕红色、深红色粘土、砂质粘土、含零星钙质结核，夹砂砾石透镜体；下部为浅黄色砂质粘土和砾石透镜体，局部胶结成岩、底部为半胶结状的砾岩。（2）第四系（Q）中更新统（Q2）于井田山梁、山坡及冲沟广泛分布，为红黄、黄褐、浅黄色粘土，砂质粘土夹多层砂砾层和钙质结核层。上更新统（Q3）本井田未分布。全新统（Q4）本井田未分布。（二）矿井含煤地层主要为石炭系上统太原组和二叠系下统山西组。1、石炭系上统太原组（C3t）K1

18、砂岩底-K7砂岩底，厚71.32-92.70m，平均83.38m。详见太原组地层厚度等值线图2-2-1。（1）下段（C3t1）：K1砂岩底-K2石灰岩底，厚13.48-29.32m，平均21.25m。下部主要为灰黑色泥岩，夹灰黑色粉砂岩，浅灰色铝质泥岩及少量灰白色中、细粒砂岩。粉砂岩、泥岩含菱铁矿结核，下部含11号不可采煤层，上部主要由9、10下号稳定大部可采煤层及10号稳定不可采(平均硫分大于3%)煤层组成，间夹灰黑色泥岩、粉砂岩及少量灰白色中、细粒砂岩。本段下部泥岩、粉砂岩中含有菱铁矿结核，属滨海湖泊及滨湖环境，11号煤层属滨湖泥炭沼泽环境的产物，泥炭沼泽环境持续时间由北往南变长，成煤环境

19、呈现出不稳定的状态；上部9、10、10下号煤层属滨海泥坪演化为泥炭沼泽环境的产物，10下号由南往北泥炭沼泽环境持续时间由短而长，之后形成10号煤层，且10上号与10号煤层于西侧具有分叉、合并现象，反映出10号煤层成煤初始阶段沼泽与泥炭沼泽环境水体深浅变化在平面位置上存在不稳定的特点；而10号煤层中晚期泥坪炭沼泽环境大区域趋于稳定且持续时间较长，形成了平均厚度达3.25m的厚煤层；10号煤层形成后，又演变为短暂的滨海泥坪环境，且稳定发育,之后又演化为稳定的泥炭沼泽环境，但持续时间较短，形成了平均厚度仅1.01m的 9号稳定可采煤层。（2）中段（C3t2）K2石灰岩底-K4石灰岩顶，厚30.18-

20、42.08m，平均37.07m，主要由K2、K3、K4三层石灰岩组成，其中K2顶-K3底之间14m左右由灰黑色粉砂岩并夹一层灰白色中、细粒砂岩组成，K3石灰岩压8号不可采煤层；K3顶-K4底4.50m左右由灰黑色粉砂岩夹一层灰白色薄层细粒砂岩组成，K4石灰岩压7号不可采煤层。本段三层石灰岩反映了山西境内普遍发生的三次大的海侵活动，其中第一次海退和第二次海侵间隔时间较长，第二次海退和第三次海侵间隔时间较短，其间属滨海环境三角洲前缘亚环境及潮坪亚环境产物，泥坪演化的泥炭沼泽环境均持续时间短，或受海侵初始阶段的冲刷，所形成的7、8号煤层均为不可采煤层。（3）上段（C3t3）K4石灰岩顶-K7砂岩底，

21、厚15.50-29.95m，平均23.61m，下部以灰黑色、黑色泥岩为主，含6号大部可采煤层；上部主要由灰黑色粉砂岩、泥岩组成，夹少量灰白色中、细粒砂岩及5号不可采煤层。泥岩、粉砂岩含结核状或薄层状菱铁矿，中上部局部含一层泥灰岩。本段属第三次大的海侵活动结束后，入海三角洲平原上部海陆交互相的产物，其间主要是海退后所形成的以近海湖泊及滨湖小三角洲平原水体变化频繁大环境的影响，泥炭沼泽环境分布不连续、不稳定、持续时间短、所形成的6号煤层仅于局部达可采厚度，而5号煤层属不可采煤层。2、二叠系下统山西组（P1s）K7砂岩底-K8砂岩底，厚36.95-57.90m，平均46.45m。下部以灰黑色、黑色粉

22、砂岩、泥岩为主，夹少量灰白色中、细粒砂岩，含3号不可采煤层，泥岩、粉砂岩含菱铁矿结核；中部以灰黑色泥岩、粉砂岩为主，含2上、2下号稳定可采煤层；上部由灰黑色粉砂岩、泥岩、灰白色中细粒砂岩组成，含1号不可采煤层。详见山西组地层厚度等值线图2-2-2。山西组底部K7砂岩广泛分布，厚度较大，属内陆河道的产物，之上属内陆湖泊及滨湖环境的产物，3号煤层属滨湖不稳定泥炭沼泽环境的产物，平均厚度仅0.30m，分布不连续，仅局部成煤、属不可采煤层；中部及上部均属内陆河道，河漫滩及间湾泥炭沼泽环境的产物，其中2上、2下号煤层泥炭沼泽环境较为稳定,2下号优于2上号,均形成了稳定可采煤层；而2上号煤层形成后，山西组

23、良好的成煤环境即宣告结束，其上河道、河漫滩环境重叠交替出现，且受河流侧向迁移速度的影响，泥炭沼泽环境均不稳定，持续时间短，泥炭易冲刷，所形成的煤层均不连续且不可采，1号不可采煤层即属此种环境下的产物。2、水文地质井田无常年流水的地表河流，仅以冲沟为主，主要方向为南西，大多接近冲沟沟头，雨季出现水流，很快断流干涸，水流汇集古县河西侧的上游冲沟，向南折西汇入沁河。井田内砂岩含水层，均以弱富水性为主，总体对矿井开采影响不大，局部富水性有所增强，只要加强水文地质工作，加强防范，就可避免事故的发生。太原组石灰岩含水层，弱富水性为主，但其具有不均一性，局部富水性可达中等，且其含水层较厚，因此，在开采下组煤

24、层一定要加强水文地质工作，及时指导生产，防止事故发生。下伏奥灰岩溶水富水性达中等以上，由于井田煤层大部埋藏低于岩溶水，存在带压开采，因引起矿方高度重视，防止突水事故。3、瓦斯根据晋中市煤炭工业局文件市煤安20098号关于晋中市2008年度30万吨/年以下矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复。本井田内山西泰星椒仲煤业股份有限公司2下号煤层：2007年鉴定结果，瓦斯相对涌出量2.69m3/t，瓦斯绝对涌出量0.78m3/min，二氧化碳相对涌出量2.90 m3/t，二氧化碳绝对涌出量0.84m3/min，属低瓦斯矿井；2008年鉴定结果，瓦斯相对涌出量2.00m3/t，二氧化碳相对涌出量3.

25、25 m3/t，属低瓦斯矿井。但随着矿井开采深度的延深，瓦斯涌出量有可能还会增大，因此，要加强井下瓦斯监测和安全通风工作，防止瓦斯造成危害。4、煤尘2010年3月18日山西汾西瑞泰正中煤业有限公司在井下工作面采取2上、2下号煤层均由山西省煤炭地质研究所鉴定煤尘爆炸性。本次勘探在RT201、RT203号钻孔对所有可采煤层进行了煤尘爆炸性测试，均有火焰出现，各煤层火焰长度在5mm150mm之间，抑制煤尘爆炸最低岩粉量35，煤的吸氧量为0.540.94，从测试结果可知，各可采煤层均有煤尘爆炸性危险。今后在采掘活动中，要及时清理浮煤，并应洒水压尘，以防不测。第二章 巷道支护设计说明第一节 巷道支护说明

26、一、巷道断面 主斜井井筒掘进工作面设计断面为半圆拱形。（具体见下表）名称净宽（mm）净高（mm）掘进断面积净断面积支护方式支护厚度mm混凝强度1-1断面5000470029.5920.82双层钢筋混凝土浇筑500C302-2断面5000380025.8616.32双层钢筋混凝土浇筑500C303-3断面5000380018.4516.32锚网喷150C20支护方式表土段和岩石破碎段采用双层钢筋混凝土支护，基岩段采用锚网喷支护，锚杆采用高强度左旋螺纹钢，长2200mm，20mm，间排距800mm，每根锚杆配2个CK2355树脂锚固剂；锚索采用17.86500mm的钢绞线，每根锚索采用3卷K236

27、0型树脂固剂进行锚固，间距排距1600mm，呈五花布置，喷射C20混凝土厚150mm。金属网为6.5 mm的钢筋焊接，金属网规格为2000900mm，网格间距为100100 mm，巷道要求全部铺网，并且铺平拉展。网与网之间长边对接100 mm，短边搭接。每150mm用联网丝联一道，每道不少于三圈，所有联网丝露头一律弯向顶帮（联网丝用14铅丝截成400mm成双股使用）。第二节、支护设计说明 锚杆参数选择1、锚杆长度；由公式L=N（1.1+W/10)计算确定式中：N围岩影响系数，按设计规范中围岩分类，2#顶板f=4，为类顶板，所以N取1.1W巷道跨度，mL锚杆总长度，m则： L=1.1（1.1+5

28、.3/10）=1.79选取锚杆长度2.2m均大于1.79m符合要求。2、锚杆直径：由公式d=L/110计算确定。式中：d锚杆直径，mm则：d=1790/110=16.3mm取锚杆直径d=20mm大于16.3mm符合要求。3、锚杆钻孔直径与树脂药卷直径确定根据“三径”匹配要求，锚杆钻孔直径与锚杆杆体直径之差为410mm，锚杆钻孔直径与树脂药卷直径之差为35 mm，因此锚杆钻孔直径R孔在2632之间，树脂药卷直径R树在2327mm之间。取R孔=28mm，R树=23mm。4、锚固方式和长度巷道顶板属于类顶板，为保证锚杆锚固力、扭矩达标，选用全锚锚固。锚固长度：全锚锚固要求锚固长度为0.50.9倍锚杆

29、长度，取0.6倍，则锚固长度L锚=0.62.2m=1.32m，选用2条CK2355型树脂锚固剂，锚固剂长度等于550mm+550mm1100mm。实际锚固长度：根据公式L锚=(L树R2树)/（R2孔-R2杆）式中：L锚树脂药卷锚固长度，mm L树树脂药卷长度，mm R树树脂药卷半径，mm R杆锚杆半径，mm R孔钻孔半径，mm则：实际锚固长度 L锚=(110011.52)/(142-112)1515mm1320mm5、锚杆间、排距：由确定公式M0.5L 确定。式中：M锚杆间距，m则：M理=0.51.79=0.90m；M实=0.52.2=1.1m取间、排距M=0.7m均符合要求。6、锚索设计（1

30、）锚索长度：根据锚索加强支护设计原理，锚索长度取决于巷道顶板岩性、岩体结构、巷道工程尺寸和坚硬岩层位置，坚硬顶板岩层，高度小于3倍巷道宽度时，锚索长度取决于坚硬层位置。锚索锚固段要设计在坚硬岩层内1.01.5m内。式中：L锚索：锚索长度，m L外露：锚索外露长度（一般取0.2m)； L有效：锚索有效长度，m；取4m； L锚固：锚索的锚固长度（锚固剂长度6003=1800mm），m。R树2 1800 (3.1423)21800L锚固=-K= -0.851.73m R孔2-R绳2 (3.1428)2-(3.1417.8)2式中：K锚固剂充实系数，取0.85 每孔3条CK2360树脂锚固剂。故：L锚

31、索=L外露+L有效+L锚固 =0.2+4+1.73=5.93（m）取单体锚索长为6.5m。（2）锚索排间距：锚索间排距根据锚杆失效时，需锚索所承担的有潜在垮落趋势危岩载荷确定。巷道自然平衡拱高度b。b=a/fk式中：a巷道掘进顶宽之半，m fk顶板岩石坚固系数，fk=4b=a/fk=（5.32）4=0.663m巷道潜在冒落拱面积SS=ab=2.50.663=2.21m2每米巷道顶压值Q，则Q=Sk=abk=k式中：k为顶板岩石的容重，kg/m3 k2.4103kg/m3 4 4 （5.32）2 Q=Sk=-abk=-2.4103 3 3 4=5478kg/m点锚索能承受的冒落危岩的长度L，L=

32、式中：W点锚索的极限破断力，W=230KN n安全系数，取1.6 W 230103L=- = - =2.77m Skn 2.212.41039.81.6故取锚索排距2.1m，间距1.4m符合要求。第三章 施工工艺第一节 施工方法一、表土段施工方案采用钻爆法施工，考虑岩层结构，采取放小炮和震动炮每茬炮进度不超过800mm，每600mm（中至中600mm）设一架用20mm螺纹钢制作的格栅，格栅分为拱部和墙部。首先掘拱部，即起拱线以上3000mm，加上格栅厚度200mm，共3200mm。挖至设计断面后打一排长2200mm的超前锚杆，锚杆间距300mm。把准备好的格栅按要求安装好，用12#铁丝将其固定

33、在超前锚杆上。绑扎间距为每600mm扎一道，确定牢固后再进行下一道工序，此时对井筒拱部进行喷浆支护，喷浆厚度为150mm。墙部也分为两步开挖，起拱线以下高度为1400mm，宽度为6000mm，加上两片格栅宽度为6300mm。以井筒中心线为界，先开挖左边，安设好格栅并与拱部格栅连接牢固后再开挖右边。其施工方法同左边一样。待格栅安装完以后，采用喷浆机初喷一次，确保围岩稳定。施工10米后，按设计要求安装钢筋，最后立模浇筑。二、基岩段施工方案采用钻眼爆破正台阶法施工：将巷道断面分为拱部和墙部2个部分，首先掘上分层（即拱部），分层形成后，随即进行打锚杆做为临时支护，上下分层保持相距810m，形成正台阶工

34、作面，上台阶高2.8m，下台阶高1.2m，永久支护喷浆紧跟耙装机，临时支护要紧跟迎头，严禁空顶作业，初喷每掘进4m，必须进行，喷厚不小于40mm，如岩性差时，初喷紧跟迎头，耙装机移动后，要及时喷浆成巷。工作面配备6台YT-28型风钻，4台使用，2台备用，中深孔光面爆破、锚网喷支护、一次成巷；ZWY-120煤矿用挖掘式装载机出矸，4吨箕斗装车，一掘一支为一正规循环，循环进尺2.1m，三八作业制。三、施工工序上台阶施工工序：交接班安全检查装药联线、放炮、通风验炮、找线（用前探梁）出矸全断面锚、网、喷支护钻炮眼下台阶施工工序：出矸两帮锚、网、喷支护钻下台阶炮眼装药联线、放炮、通风验炮、找帮、找线。在

35、施工过程中，除危及安全的工序外，其它工序尽可能的平行作业。四、施工方法 、打眼：工作面配备6台YT-28气腿式风钻打眼,4台使用,2台备用,岩石部分采用风钻打眼,42mm一字型合金钻头,B22-22mm（2.0、2.2、1.0m）中空六角钢钎,人抱风钻湿式打眼;煤层部分锚杆眼采用风煤钻打眼,28mm柱齿钻头，B19mm中空六角钢钎,人抱风煤钻湿式打眼。采用上下台阶平行钻眼，同时扒迎头，同时起爆的方式台阶法掘进。上台阶掘进采用光面爆破，小装药量，顶板预留光爆层，配合风镐的方法掘进施工。上台阶保持在2.8m左右，掏槽布置在下拱部中间；下台阶掘进为防底高要严格按爆破作业图表，以腰线为准，把握好底眼深

36、度、角度眼位的钻孔质量和装药质量；掘进工作面排水采取截、堵、引等方法使打底眼时水位降至底部炮眼水平以下。上下台阶保持810m的距离，耙斗出矸时距下台阶的安全距离不小于8m，打眼前应将迎头顶板的浮矸危岩找掉，严格敲帮问顶制度。上台阶施工时要保证临时支护跟至迎头，否则严禁作业。下台阶施工要将底板台阶面虚矸清理干净至硬底，打眼时采用定人、定机、定位，一人扶锤，一人点眼；打眼人员要先开小压风，待钎子定位后再逐渐加大风量，直至压风正常，严防压风突变伤人或出现断钎、夹钎与掉钻头现象。扶风钻人员严禁站在风钻腿上，严防断钎扑倒伤人；点眼人员点完眼待钎子定位后要站在安全地点，随时观察安全情况。打眼工要严格按中腰

37、线，爆破图表的要求施工，严格炮眼眼距、角度、深度、直度，保证炮后光爆成型好，对围岩破坏降至最小程度，打出的炮眼要求“准、平、直、齐”。 、装药放炮：装药前，必须用压风清除炮眼内煤岩粉,发现不合格炮眼及时补打，炮眼间距按设计施工，瓦斯检查员检查迎头瓦斯确认合格后，由放炮员进行装药联线工作。装药时必须依照说明书进行爆破作业，用木质或竹质炮棍将药卷轻轻推入炮眼内，不得冲撞和捣实，炮眼内各药卷必须彼此连接，有水的炮眼，药卷要用防水套扎严，防止药卷受潮出现拒爆、瞎炮现象。炮眼封泥应用水炮泥，封泥严禁使用煤粉、块状材料和其他可燃性物代替，周边眼封泥长度不得小于500mm，掏槽眼封泥长度不得小于800mm，

38、辅助眼封泥长度不得小于600mm（附：爆破作业图表），装药数量、联线方法符合爆破图表要求。炸药使用3#煤矿许用水胶炸药及毫秒延期电雷管（总延期时间不大于130ms），MFB-150型电容式放炮器，正向柱状装药，串联联线，全断面分次装药放炮。放炮前，由瓦检员检查瓦斯，确认瓦斯浓度小于1%时，班长检查顶板临时支护情况，确认无误后方可爆破，严格执行“一炮三检”（既装药前、放炮前、放炮后）和“三人连锁放炮制度”，爆破前必须将开关、电缆、按钮移至安全地点，爆破母线同电缆信号线应分别挂在巷道两侧，母线在爆破前必须扭结成短路，班长确认无隐患后，人员撤离至安全警戒线距离以外（直巷不小于120m，弯巷不小于10

39、0m），由专职爆破工放炮。放炮后，人员等待不小于15min，放炮员方可进入工作面验炮，如发现瞎炮、拒爆等现象，要严格按煤矿安全规程有关规定进行处理。第二节 工艺流程一、工艺流程：安全检查标定中腰线划眼定位钻眼打下部眼装药联线撤人放警戒爆破安全检查洒水灭尘打上部眼装药联线撤人放警戒爆破安全检查临时支护上部顶帮支护出碴下部两帮支护质量验收。第三节 爆破作业放炮采用35200mm，重量200g/条，1-5段毫秒延期电雷管。工作面分次装药，分次起爆，先放底部，再放上部。起爆器使用MFB200型隔爆电容式起爆器，放炮距离不小于120m，装药时严格按照爆破图表进行装药，如果遇岩性变化应及时调整爆破图表，将

40、周边眼眼间距缩小为300mm。采用正向装药，封口泥要用炮杆捣填密实，炮泥深度不小于500mm。装药时注意事项：1、装药前，必须将炮眼内粉尘掏净。2、装药时，炮孔应保持干燥，炮孔内有水时应采用防水袋。3、堵炮泥不可加压太重，以免药卷密度增大，影响起爆。4、每个药卷聚容穴端必须指向下面的殉炸药卷，装雷管的药卷必须装在第一位，不准装垫药或盖药。第四节 巷道支护一、表土段支护（一）、钢筋制作与安装钢筋的制作安装方法如下：1、钢筋在地面的车间加工制作，制作前先根据设计和浇筑混凝土的段高绘制好加工制作下料图。2、钢筋的品种，材质必须符合设计（或修改设计）规定，必须有质保证书，钢筋使用前，必须先自检、报监理

41、检查、作力学检测试验，合格后才准使用。3、钢筋的制作、焊接、搭接、绑扎、接头错开位置、保护层厚度等应符合钢筋工程施工规范。根据设计规定，钢筋接头应尽可能采用焊接，在确有困难时可采用绑扎接头.也可以采用螺纹连接。4、钢筋的搭接长度均应符合设计和规范要求。5、钢筋保护层厚度，应符合规范要求。6、钢筋安装前先根据中腰线对井筒掘进断面进行自检，自检合格后报监理检查，监理检查合格后，再进行钢筋的安装。7、钢筋绑扎必须横平竖直，间距均匀，绑扎点采用梅花形布置，接头应错开，接头长度应符合钢筋工程施工规范要求。8、钢筋装好之后，先进行自检，自检合格后报监理检查，监理检查合格后，再进行支模。（二）、支模1、采用

42、钢拱架、钢模板，钢模板长1.5m，厚55mm。钢拱架应先在地面进行组装检查，并编号。扭曲变形等质量不合格的钢拱架、模板，需调整好再使用。2、浇筑混凝土的段长，视围岩稳定情况而定。围岩稳定性较好的，一次浇筑6模；围岩稳定性较差的，根据现场实际情况逐量减少浇筑模数。3、支模前先在井筒内搭设工作台，然后安装拱架，拱架安装时要对中及找水平，用井筒中心线和坡度规检验校核，再打上牢固的支撑。4、模板安放时，与上一圈的井筒面必须靠紧，可用木楔楔紧，以免在接茬处出现台阶和蜂窝孔洞。5、拱架立好之后，先进行自检，自检合格后，报监理检查，监理检查合格后，方可进行浇筑混凝土。（三）、混凝土浇筑施工1、混凝土搅拌 （

43、1）采用混凝土集中搅拌，设JS500型强制式混凝土搅拌机1台，用装载机上料。（2）每次拌和前应测定粗、细集料含水量，以便及时调整施工配合比。拌和现场随时进行塌落度试验，浇筑现场也应随时观察，发现塌落度有问题并经试验确实不符合规定时，该批混凝土不得使用。2、混凝土浇筑（1）井筒明槽段、岩石破碎段混凝土浇筑，采用混凝土输送泵输送。输送泵布置于井口附近。（2）浇筑混凝土时，随浇随捣，控制好浇筑厚度，一般每层不超过30厘米，以便充分捣实。3、混凝土养护混凝土保湿养护期最少14天，监理工程师另有要求的按要求操作。养护方法采用洒水养护。4、混凝土试验为了检验混凝土的质量，应抽取试件检验抗压强度。试验频率如

44、监理工程师有特殊要求，按要求办，没有特殊要求，则按规定的频率抽取试块。二、基岩段支护（一）、临时支护放炮后，等炮烟完全吹散后，先按照中腰线严格进行敲帮问顶、刷大、找轮廓。敲帮问顶的要求：（1）、使用工具：1.2m以上长手镐或长钎子。（2）、操作程序：敲帮问顶工作必须由班长和安全员两人共同完成，其中班长负责敲帮问顶期间的安全监管及顶板检查工作，安全员负责敲帮问顶具体操作。每次开工前后、支护前后必须对工作面迎头5米范围内的顶、帮、迎头煤岩壁进行敲帮问顶。敲帮问顶时，施工人员必须站在支护完好的地点，由外向里、由近及远、由帮到顶、由轻到重用手镐或长钎子敲击顶板或煤（岩）帮，如果有空声，表示顶板煤岩块及

45、煤（岩）帮有立即掉下来的危险，立即用长柄工具把悬空的煤（岩）块撬下来。敲击时，如果发现清脆的声音，也还不能断定顶板就没问题，还需用左手紧贴顶板，右手用手镐轻轻敲打一次。如果没有振动感，说明顶板结实。如果有振动感，说明顶板已脱离了整体，有冒落的危险，应立即维护好顶板，使它不致冒落，随后进行锚杆施工。（3）、无论是敲帮，还是问顶，在挑掉松动的煤岩时，人员都必须站在有支护掩护的地方，注意躲闪，退路必须畅通无阻。采用3根内注式单体液压支柱做临时支护，点柱至少3根，支护在拱顶和两肩窝位置，支护必须切实吃力。临时点柱必须穿“鞋”戴“帽”， “鞋”和“帽”采用规格为长宽厚=50020050mm的优质大板。最

46、大控顶距为2.1m，最小控顶距为0.3m。（二）、锚网喷支护1、打锚杆之前，验收员先找一遍轮廓线，发现有小于设计的地方应立即处理。2、锚杆间排距误差不大于100mm，安装的锚杆与巷道轮廓线或岩层面夹角成7590，杜绝锚杆穿皮现象。3、安装后锚杆托盘要紧贴岩面，拧紧螺母，把螺母的阻尼垫片挤出为止，杆体外露螺母以外长度50mm,锚杆拉拔力应5t，经拉力测试达不到要求的应及时在附近100mm内补打合格的锚杆。4、打锚杆做到“三径”匹配，安装锚杆前必须对眼孔用压风进行吹扫。安装锚杆时必须使用风动扳手，不得使用风钻代替风动扳手来安装锚杆。（1）、锚杆支护的要求：、锚杆选用202200mm左旋螺纹钢高强锚杆，每孔上两条CK2360型树脂锚固剂；、帮锚杆上面一根紧跟迎头支护，最下一根滞后迎头，紧随工作面及时补打，存在片帮或特殊情况时必须紧跟迎头。、锚杆必须符合质量要求（2）、顶锚杆施工安装：、进行临时支护：将临时支护安装好，确认无误后，进行下一步工作。、按中线标定锚杆眼位，然后按眼位施工顶板锚杆孔：采用锚杆打眼机按标定的眼位由巷道两边向中间施工锚杆眼，巷道顶锚