矿井施工组织设计

1第一章概述第一节矿井施工组织设计编制依据与原则1.执行国家及煤炭建设的方针和经济政策；2.统筹安排内部与外部；生产与生产服务、生活服务之间的协调建设，通过综合平衡，确定合理建设工期。3.以矿建为主，全面安排井下与地面、生产与生活的建设顺序，做到“五通一平”先行，环保绿化同步。合理组织矿井建设全过程的各个环节、各项工作及各个工程项目之间的平行交叉作业和协调建设。利息观念和资金周转观念，尽快形成综合生产能力，缩短建设工期。6.结合矿井建设实际，扬长避短，大胆探索。7、依靠科技进步，积极采用新技术、新装备、新材料、新工艺。8、因地制宜、就地取材、降低工程成本。9、合理利用永久设施建井，减少大临工程‘10、积极进行施工准备，缩短施工准备工期。11、在工作安排上，做到“四个优先安排”即被利用永久工程优先安排，工期长的工程优先安排，安装任务重的工程优先安排，大型工程优先安排；“四个不停”即矿井主要矛盾线上的工程不停，井筒2装备时提升不停，井巷交叉施工时运输不停，单位工程开工后不停；“三个缓干”即需要长期维护的煤巷缓干，用作平衡劳动力的工程缓干，建设期间不使用的井下电器设备缓购，力争做到劳动力、施工设备的基本平衡。1.批准的地质报告、矿井初步设计及概算。2.建设单位与有关单位签订的协议。3.矿井建设的客观条件及现场条件。4.国家及煤炭工业有关经济技术方面的政策、法令、规程、规范、标准等。第二节矿井设计概论根据山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室文件(晋煤重组办发[2009]110号文),批准以山西煤销集团为主体对古交市屯川矿、马兰镇营立矿、古交后沟煤矿、白道煤矿有限公司进行兼并重组整合，整合后企业名称为山西煤销集团古交铂龙煤业有限公司，井田面积5.995km2。开采煤层为02、2、4、8、9号煤层。矿井保有储量51.61mt,可采储量29.14mt。矿井设计生产能力为120万吨，矿井服务年限为17.3a。1、矿井开拓：3斜井一立井混合开拓，主斜井倾角18°安装强力胶带输送机提升。副斜井倾角11°度、回风斜井倾角90°,副斜井安装单滚串车提升和架空乘人装置，回风井设梯子间，通风方式为中央分列式，主斜井、副斜井进风，回风立井回风。矿井开采02、2、4、8、9号煤层，确定为一个主水平和一个辅助水平开拓。主水平标高+1057m,开拓8、9号煤，采用联合布置，辅助水平标高+976m,开拓02、2、4号煤层，采用联合布置。主斜井经主运输大巷两煤仓，与主水平和辅助水平采区运输巷相连，副斜井经井底车场与主、辅水平采区轨道巷相连，,回风斜井直接与主、辅水平回风大巷相连。根据井田开拓布置，在主斜井井底西南布置主运输巷，通过2号8号煤仓，完成煤的运输。运输大巷布置胶带输送机。回风立井与主、辅水平采区回风巷相连。副斜井与主辅水平采区轨道巷相连担任运料和行人的任务。2、井下开采设计井田分为8个采区开采，首采采区为801和0201采区，采区为前进式开采，工作面为后退式开采。首采工作面为80101和020101工作面。1、开拓方式：斜井—立井混合式。2、井型：120万吨。3、矿井生产工作面2个。44、工程设计工程量：井巷工程量10836m,其中岩巷1346.1m,煤巷9333m。5、掘进率：93.7m/万t。6、全员效率：49t/人。7、矿井资源整合工程静态总投资40691.54万元，其中矿建工程12027.74万元，土建7083.58万元，主要设备及工器具购置11768.42万元，安装3391.29万元，工程建设其它费用3945.22万元，工程预备费用2475.28万元，铺底流动资金1800万元。8、吨煤投资：395.22元。9、矿井建设设计工期21.3个月。第三节矿井建设技术条件一、井田位置与交通山西煤炭运销集团古交铂龙煤业有限公司位于古交市西南部，距古交市约15km,行政区划属古交市马兰镇管辖。其井田地理坐标为：东经111°58'21"～112°00'27",北纬37°49'21"～37°52'50"。井田距古交市约15km,古交一岔口公路从井田北部经过，向东与太宁公路相连。国营马兰矿铁路专用线距本井田约2km,古交—太原有铁路专线，经太原可通往全国各地，交通较为便利(详见交通位置图1-1-1)。二、地形、地貌5井田北部山梁，标高约1417.60m,最低点位于井田中部屯兰河谷中，标高约1140.00m,最大相对高差277.60m。井田中部有屯兰河由西向东流过，平时流量数十升/秒，雨季山洪爆发后可达数十立方米/秒。在井田东部、西部边界附近分别有下时干涸或有细流，雨牛乐牛乐北小店静具进霞北小店静套套F阳FH些静断镇曲薄下呼下维上维上杜交请家河杜交请家坪嘴需大嘴需大胖06楼十上店t西西B市相邮成i6i立家立g家社e-g家社e-0家f下家fTc*hTc*L地平笑地平会镇I3徐W67季时沟谷中有较大的短暂水流，它们由南、北向流入屯兰河，屯一月份最冷，最低气温可达-20℃以下。七月份最热，极端最高气温达40℃。近十年年降水量214.1～583.4mm,平均365.3mm,降水量多集中于7～9月份。年蒸发量771.9～1240mm,平均1025mm,为年降水量的两倍多。冰冻期为11月至次年3～4月份，冻土深度0.5～0.8m。全年盛行西北风，年平均风速2.4m/s,春冬季大，夏秋较小，最大风速25m/s。据GB50011～2001《建筑防震设计规范》,本区设计地震动峰值加速度为0.15g,对应的地震基本烈度为VI度。(一)煤层井田内含煤地层为太原组和山西组，煤层自上而下编号为02、03、2、3、4、8、9、10号共8层。可采煤层为02、2、4、8、9号。1.02号煤层8赋存于山西组上部，上距K₄砂岩8m左右，煤厚0.60～2.26m,层，结构简单，局部含1层夹矸，夹矸最大厚度0.51m,顶板为砂质位于02号煤层下0～13.51m,平均3.51m,井田内东南部与02号煤层合并，在分叉区局部可采，厚度0.46～1.10m,平均0.72m,3.2号煤层赋于山西组中上部，上距03号煤层2.67～14.35m,平均8.65m;煤层厚度1.30～2.71m,平均2.15m,结构简单-较简单，含0-2层夹矸，夹矸最大厚度0.50m,属稳定可采煤层，顶板为砂质泥岩或细砂4.4号煤层煤厚0.41～1.35m,平均0.86m,结构简单-较简单，含0-2层夹矸，夹矸最大厚度0.45m,属稳定大部可采煤层，顶板为砂质泥岩或细砂95.8号煤层煤层厚度3.20～4.85m,平均3.99m,结构简单-复杂，含0～3层夹矸，单层夹矸最大厚度0.40m,属稳定可采煤层，顶板为石灰岩或泥6.9号煤层赋于太原组下部，上距8号煤层5.55～23.34m,平均13.61m;煤层厚度0.61～2.04m,平均1.62m,结构简单-复杂，含0～3层夹本井田可采煤层有02、02下、2、4、8、9号煤层，其特征见表表2-1-5可采煤层特征表层层厚度最小-最大平均层间距最小-最大平均(m)构夹矸定性采性顶底板岩性板板简大砂砂西组2定采部可采质泥岩砂岩质泥岩2下单0较较稳定采部可采质泥岩质泥砂岩1.30-2单-较简单定井田可采岩质泥岩砂岩质泥岩单-较简单定部可采质泥岩砂岩砂岩 质泥岩原组单-复杂0-3定井田可采灰岩泥质泥岩5.55-23.灰岩g单-复杂0-3定部可采质泥岩质泥岩砂岩煤的物理性质和煤岩特征据《山西省太原西山煤田古交矿区马兰勘探区精查地质报告》资料，将各煤层物理性质及煤岩特征叙述如下：1)物理性质各煤层煤的物理性质基本相同，颜色为黑色、黑灰色，条痕为棕黑色、褐黑色，玻璃及强玻璃光泽，内生裂隙较发育，参差状、贝壳状断口，硬度中等，一般为2-3。2)煤岩特征02、02号煤层以暗煤为主，块状，显微煤岩成分以半凝胶化，半丝炭化碎块物质较多，矿物主要为粘土，呈细散染状产出。2号煤层以暗煤为主，有少量亮煤和镜煤，显微煤岩成份以丝炭化及半凝胶化物质为最多，矿物质含量较少。4号煤层主要以粘土矿化暗煤和暗煤组成，有少量亮煤，矿物主要为粘土，呈散染状。8号煤层主要由暗煤和亮煤组成，呈条带状结构。显微煤岩成分以丝炭化物质为主，矿物含量较少，常见有黄铁矿。9号煤层由暗淡煤、半暗淡煤、半亮煤组成。半暗淡、半亮煤为细条带状结构，常夹有丝炭体；暗煤由凝胶化、半丝炭化基质组成，呈粒状或杂块状结构。2.煤的化学组成根据《山西省太原西山煤田古交矿区马兰勘探区精查地质报告》资料和本次井下取样化验资料，各可采煤层煤质特征如下：(1)02号煤层煤类为肥煤，洗选后作为炼焦用煤为低灰～中灰、低硫分～中低硫、特低磷煤。(3)2号煤层煤类以肥煤为主，局部有少量焦煤。洗选后作为炼焦用煤为特低灰～中灰、低硫分～高硫分、特低磷煤。(4)4号煤层煤类以肥煤为主，受岩浆侵入的影响，在井田南部局部变质为瘦洗选后作为炼焦用煤为特低灰～中灰、低硫分～中高硫、特低磷(5)8号煤层煤类以肥煤为主，在井田东部局部有少量焦煤。洗选后作为炼焦用煤为特低灰～中灰、中硫分～高硫分、特低磷～低磷分煤。(6)9号煤层煤类以肥煤为主，其次为焦煤，肥煤、焦煤洗选后作为炼焦用煤(二)煤质5.煤质及工业用途评述由于未进行过粘结指数测试，本次煤类划分均沿用原勘探报告成02号煤层煤类以肥煤为主，在井田东部局部有少量焦煤。洗选后作为炼焦用煤为为特低～中灰、低硫分、特低磷煤。02卡号煤层煤类为肥煤，洗选后作为炼焦用煤为低灰～中灰、低硫分～中低硫、特低磷煤。2号煤层煤类以肥煤为主，局部有少量焦煤。洗选后作为炼焦用煤为特低灰～中灰、低硫分～高硫分、特低磷煤。4号煤层煤类以肥煤为主，局部变质为瘦煤。洗选后作为炼焦用煤为特低灰～中灰、低硫分～中高硫、特低磷煤。8号煤层煤类以肥煤为主，少量焦煤。洗选后作为炼焦用煤为特低灰～中灰、中硫分～高硫分、特低磷～低磷分煤。9号煤层煤类以肥煤为主，局部有少量焦煤。洗选后作为炼焦用02、02下、2、4、8、9号煤层，可作为炼焦用煤或炼焦配煤.斜构造，背、向斜轴向为北西-南东向，地层倾角在4°-45°之间，一般10°左右。井田内共发育16条断层，其中正断层15条，逆断层1条，见表2-1-2,最大的断层为井田东部边界的F₇8、F₇断层，落差分别为40~80m和35～65m,井田内断层落差2～32m。发育陷落柱9个，分布无明显规律，其中8个为井下生产揭露，1个为钻探发现(521孔)。陷落柱一般呈圆形或椭圆形，长轴在40-150m之间，陷壁角80°S₁背斜位于井田中部，轴向北西-南东向，向南东倾伏，两翼地层基本对称，地层倾角为12°左右。背斜轴由516号钻孔控制。层倾角为8°-10°。向斜轴被517、555号钻孔控制。S₃背斜位于井田中西部，轴向北西-南东向，向北西倾伏，两翼2.断层表2-1-2主要断层一览表断层编位置性走向倾倾角断井田备注Ⅱ当田#髫骶具异业#王当田#墅具异业#卫当田#图軒里肝~0卫焊圉豆田#国軒里肝ANS买王当田#墅异业并国郸里肝~0王焊非当田#塑舞E鸨6GS~0奥中田#团敢里肝~98~A。Z8N王苗(含不鼻)“墅舞7E鸨099~0T王盈田#干非)亚M回望各部露井田东部正井下巷道揭露井田西部正地面填图井田西部正地面填图井田西部正地面填图井田西部正井下巷道揭露F₂井田西部正井下巷道揭露井田东部正0~井下巷道揭露3.陷落柱陷落柱特征见表2-1-3。表2-1-3陷落柱情况一览表陷落柱编号位置形状长轴×短轴备注井田东部圆井下揭露X₂井田东部椭圆井下揭露X₃井田东部椭圆井下揭露井田东部椭圆井下揭露X₅井田东部椭圆井下揭露X₆井田东部椭圆井下揭露井田东部椭圆井下揭露X₈井田东部圆井下揭露X₉井田东部椭圆521号钻孔揭露4.岩浆岩由于本井田靠近狐偃山岩浆岩主体，因而对本井田有一定的影近有5个钻孔见岩浆岩(见表2-1-4)。表2-1-4岩浆岩情况一览表钻孔侵入层位厚度(m)岩浆岩岩性8号煤层1.67(未穿透岩浆正长斑岩8号煤层0.75(未穿透岩浆正长斑岩2号煤层斜长斑岩8、9号煤层34.94(未穿透岩浆正长斑岩8号煤层3.06(未穿透岩浆正长斑岩据地表及钻孔中观察，岩浆岩多呈岩床或岩脉，沿断裂带或煤层及软弱地层侵入，厚度最大35m以上，一般6～10m。岩性主要为正钻孔中多为绿灰色，地表风化多显黄灰、灰白色。受岩浆岩侵入的影响，在侵入体周边，煤层、煤质有不同程度的破坏和影响，煤类变为瘦煤，距离较近时被烘烤而变成天然焦或剩留部分焦炭残渣。从区域构造来看，岩浆岩属中生代燕山期产物，本井田为狐偃山岩浆岩体分支。本井田主要受影响区域为井田南部。综上所述，井田内地层较平缓，虽然发育一些断层，但大断层主要分布于井田边界附近，对生产影响不大，因此，井田构造属于简单类型，局部简单偏中等。七、井田水文地质(一)区域水文地质古交矿区位于山西省西山煤田西部，地形复杂，切割强烈，基岩出露较少，大部为黄土覆盖，上更新统、全新统地层所覆盖。区域地貌可分为：剥蚀构造中低山、剥蚀构造黄土丘陵和侵蚀堆积的河流谷地三种地貌形态。本区位于晋祠泉域西部，该泉域东北部边界与兰村泉边界为共同边界，此边界为可变边界，北部及西北边界以变质岩系为边界，西边界位于孤堰山、寨儿坡、岭底村至山前大断裂，该线与岭底向斜轴吻以太原盆地西边山断裂带为界，为排泄边界，形成一个独立的水文地质单元。汾河为流经本区域的最大河流，区内沟谷多为季节性河流，呈扇形展布，最终注入汾河。区域含水层有：1.碳酸盐岩类岩溶裂隙含水层组1)奥陶系中统灰岩岩溶裂隙含水层含水层岩性为石灰岩、豹皮灰岩、白云岩和泥灰岩，各种岩性富水性不一。奥灰顶面向下20～70m为较纯的石灰岩，为发育岩溶裂隙的主要区段；往下为角砾状泥灰岩、石膏层、泥灰岩、泥岩的混合带，以石灰岩占优势，白云质成分增多，有白云质灰岩和白云岩，其间夹有泥灰岩或角砾状泥灰岩。岩溶形态以溶蚀裂隙及溶孔为主，溶洞较在水平方向上，受区域构造控制，富水性差异较大，古交矿区西、北部，由于埋藏浅，补给条件较好，富水性较强，据镇城底精查资料，峰峰组单位涌水量为10.56L/s.m,渗透系数最大11.84m/d;以南，大川河以西，由镇城底经姬家庄至清徐为一向斜构造，向斜轴部奥陶系灰岩埋藏深，据钻探揭露岩溶发育微弱，透水性差，属滞流本区水位标高：镇城底为898.11m,古交市为876.37m,李家庄为833.81m。2)石炭系上统太原组灰岩岩溶裂隙含水层含水层主要由L、K₂、L₄三层石灰岩组成，含灰岩层段厚25m左在深部则岩溶极不发育或无岩溶现象。据钻孔抽水试验，单位涌水量0.00006～0.0064L/s.m,渗透系数0.0023～0.44m/d。2.碎屑岩类裂隙含水层组1)二叠系下统山西组砂岩裂隙含水层隙发育差，富水性弱；据钻孔抽水试验，单位涌水量0.00012~0.0548L/s.m,渗透系数0.00034～0.344m/d。2)二叠系上下石盒子组砂岩裂隙含水层本组有多层砂岩，出露面积广，但大部分处于当地侵蚀基准面以上，只形成透水层。在风化裂隙带，钻孔冲洗液往往大量漏失；在侵蚀基准面以下区域，于浅部可形成风化裂隙带潜水，一般来说，本组3.第四系松散岩类孔隙含水层组主要分布于区内的汾河、屯兰河、大川河、原平河等河谷中，由沙砾组成，一般厚20m左右。该层含水性主要取决于其补给条件，在较大的沟谷中，地表水较丰富，补给条件较好，其富水性较强；在小的沟谷中，补给条件差，其富水性较弱。同时在很大程度上受控于下伏基岩的岩性，例如，在罗家曲至镇城底汾河段，其下伏基岩为奥陶系灰岩，而且岩层破碎，透水性强，本段第四系松散岩类孔隙含水层地下水径流量为零；由镇城底向下游至古交市，下伏基岩为本溪组、太原组铝质泥岩、泥岩、砂质泥岩、及砂岩等，隔水性较好，第四系松散岩类孔隙含水层地下水径流量为1.50m³/s。本组水质良好，为主要民用水源。地下水的补径排条件1)碳酸盐岩类岩溶裂隙水区域奥陶系岩溶水属晋祠泉域，本区西北部奥陶灰岩大范围出露，为岩溶水补给区，中东部埋藏较深，为岩溶水径流区，由西北向东南径流，至区域外边山断裂带汇集，至晋祠泉排泄，排泄方式以自流泉为主，同时在边山断裂带有大量深井采取该层水。2)碎屑岩类裂隙水在裸露区接受大气降水和河流(包括季节性河流)水的补给，其浅层水受地形和地层产状控制，大部分以侵蚀下降泉的形式排出地表，裸露区接受补给后沿岩层倾向形成径流，达到一定深度后，地下水径流变缓，甚至停滞。各含水层间水力联系较弱，主要排泄途径是生产矿井的矿坑排水。3)松散岩类孔隙水(二)井田水文地质条件1.地表水井田中部有屯兰河由西向东流过，平时流量数十升/秒，雨季山洪爆发后可达数十立方米/秒。在井田东部、西部边界附近分别有下河支系。2.含水层1)奥陶系中统石灰岩岩溶裂隙含水层告》,在井田东北部界外大约1500m的547号钻孔进行抽水试验，单位涌水量q=0.64L/s.m,渗透系数k=4.04m/d,水位标高951.25m;硬度2.49~3.43mmol/L,为中等～硬的淡水。L₁灰岩大部发育2)石炭系太原组石灰岩岩溶裂隙含水层南部缺失。平均厚度分别为1.21、2.53、1.15m,总计4.89m左右。据《山西省太原西山煤田古交矿区马兰勘探区精查地质报告》,在井田东部563号钻孔和M46钻孔进行抽水试验，单位涌水量q=0.0081~0.00006L/s.m,渗透系数k=0.44m/d,富水性弱，水位标高1104.60~度3.03mmol/L,为硬的淡水。含水层以K3砂岩为主，多为中、粗粒砂岩。据《山西省太原西山煤田古交矿区马兰勘探区精查地质报告》,在井田东部563号钻孔进行抽水试验，单位涌水量q=0.00012L/s.m,渗透系数—Na·Ca型，矿化度0.383～0.602g/L,硬度0.13～0.67mmol/L,4)二叠系石盒子组砂岩裂隙含水层带潜水。据《山西省太原西山煤田古交矿区马兰勘探区精查地质报告》,在井田东部563号钻孔进行抽水试验，单位涌水量q=0.00134L/s.m,渗透系数k=0.00177m/d,总的来说富水性弱。水化学类型HCO₃S0₄—NaCa型，矿化度0.250～0.561g/L,硬度0.54~2.76度，为特软～中等的淡水。5)第四系孔隙含水层组成。屯兰河在本井田长约1500m,宽约500m,冲积层厚度一般15m困难。下石沟和恶生沟宽约150m左右，冲积层厚度一般5m左右，富水性较屯兰河好。水化学类型HCO₃·SO₄—Ca·Mg型，矿化度0.232~0.287g/L,硬度1.83～2.20度，为中等的淡水。3.井田主要隔水层1)山西组隔水层山西组发育3～5层较稳定连续的泥岩、炭质泥岩地层，这些地2)本溪组隔水层本溪组厚度平均26.00m左右，是一套以泥岩、铝质泥岩、砂质泥岩为主，夹有灰岩和砂岩的地层，再加上9号煤下以泥岩为主的无煤段，共计厚度约58m,区域上连续稳定，是太原组石灰岩岩溶裂隙4.地下水的补、径、排条件本井田西部界外有奥陶系地层出露，为岩溶水补给区，本井田属岩溶水的迳流区，岩溶水由西北向东南径流，至晋祠泉排泄。石炭系及二叠系含水层在裸露区接受大气降水补给和季节性河流补给后，顺岩层倾向迳流，在沟谷中出露时以侵蚀下降泉的形式排泄，下部含水层中地下水则一直沿岩层倾向迳流，部分以矿坑、水井排水的方式排泄。(三)矿井充水因素分析及水害防治措施1.矿井充水因素分析本区年降水量为214.1～583.4mm,属于干旱地区，本井田地形坡度较陡，植被不发育，有利于自然排水，入渗补给地下水条件差，只在基岩露头的沟谷中有少量的入渗，对于山西组砂岩含水层，由于其上有较多隔水层分布，接受大气降水的直接补给很少。本矿批采的山西组煤层直接充水含水层为山西组砂岩裂隙含水层，间接充水含水层主要为下石盒子组砂岩裂隙含水层，太原组煤层直接充水含水层为太原组岩溶裂隙含水层，间接充水含水层主要为奥陶系中统石灰岩岩溶裂隙含水层。井田西南部各可采煤层均位于奥灰水位之下，属于带压煤层，根据突水系数来计算奥灰岩溶水对各煤层的影响。P—隔水层底板所能承受的最大静水压力，Mpa;H₁一煤层底板最低标高各煤层突水系数见表2-1-16。表2-1-16突水系数计算表煤层奥灰水位标高煤层底板最低标高隔水层厚度最大静水压力突水系数2489无构造破坏的地区，安全突水系数为0.10(MPa/m),本井田为有构造破坏地区。各煤层突水系数均小于临界突水系数0.06MPa/m,故奥2.构造对井田内水文地质条件的影响本井田内有落差2～80m的断层16条，其中正断层15条，逆断层1条；共发现陷落柱9个。据《山西省太原西山煤田古交矿区马兰勘探区精查地质报告》,勘探时有25个钻孔遇断层，遇陷落柱5次，水文观察均无异常。生3.采(古)空区及相邻矿井积水情况井田内02、2、4、8号煤层均有采(古)空区，在采(古)空区低洼处均有积水。其积水量见表2-1-17。表2-1-17本井田采、古空区积水量估算表矿名层号积水区编号采、古空区积水面积(m²)积水量古交市屯川煤矿02IⅡ2IⅡⅢV古交后沟煤矿有限公司 (十关闭)古交市马兰镇营立煤矿4I古交市屯川煤矿8I古交市马兰镇营立煤矿ⅡⅢV本矿的上山位置，相邻煤矿采古空区积水量见表2-1-18。表2-1-18相邻煤矿采、古空区积水量估算表矿名层号积水区编号采、古空区积水面积(m²)积水量(万古交市辽源煤矿公司21山西煤炭运销集团古交福昌煤业有限公司234古交市前进煤矿有限公司567古交市马兰联办煤矿(关闭)81山西煤炭运销集团古交福昌23煤业有限公司4据调查，本矿及相邻矿井采古空区积水，对矿井的安全生产有影02、03、2、4、9号煤层顶板为泥岩、砂质泥岩，老顶为细砂岩，全部冒落管理顶板时，根据《三下采煤规程》,冒落带(Hm)、导水裂隙带(Hli)的高度可用下式计算：8号煤层老顶为石灰岩，全部冒落管理顶板时，根据《三下采煤规程》,冒落带(Hm)、导水裂隙带(Hli)的高度可用下式计算： 井田内各可采煤层冒落带高度、导水裂隙带最大高度见表经计算，井田内各可采煤层导水裂隙带最大高度均大于各可采煤层之间的层间距。因此在开采下部煤层时，上部煤层采古空区积水如不及时探放，会沿裂隙导入下部煤层，形成水害。在煤层埋藏浅，在井田中部、东部各煤层开采后，产生的裂隙波及到地表，使大气降水、地表水沿裂缝导入井下，造成灾害。表2-1-19冒落带高度、导水裂隙带最大高度统计表煤层煤层厚层间距冒落带高度(m)导水裂隙带最大高度(m)63.16-7.5604245.19-9.59493.73-8.13805.55-23.939另外，周边小煤矿越界开采也会造成突水事故。如2002年的9.20事故，就是越界开采造成的。事件的过程为：1995年，井田东部的岔口乡办煤矿越界与本矿的2号煤层204工作面打通，后退回矿界开采，并在越界巷道进行了密闭，由于此处地势较低，在采空多年后，形成大量积水，由于密闭墙质量不高，2002年9月20日，密闭墙被压垮，大量采空积水通过204工作面采空区沿204工作面顺槽巷涌运输大巷，将本矿南部大部巷道和工作面淹没，造成13人死亡。经测算共计涌水约6万m³。4.矿井水文地质类型依据井田构造、井田内各可采煤层充水含水层富水性弱，补给条件、采古空区积水情况等。本矿水文地质条件为中等类型。(四)矿井涌水量预算矿井水文地质条件中等，而且有多年的开采历史，矿井涌水量与产量有一定的相关性，因此，可用类比法预计矿井涌水量。矿井涌水量预计公式：矿井涌水量(m³/d)Q---矿井预算涌水量P---设计生产能力即960m³/d,矿井最大涌水量约为45m³/h,即1080m³/d。年产煤量60万t/a,兼并重组后山西煤炭运销集团古交铂龙煤业有限公司开采2号煤层，矿井设计生产能力120万t/a,平均日产量4000t/d。经计算，当矿井生产能力达到120万t/a时，预计矿井正常水量为1920m³/d,矿井最大涌水量为即2160m³/d。预计矿井正常水量为120m³/h,即2880m³/d,矿井最大涌水量为150m³/h,即3600m³/d。(五)供水水源矿井扩大生产规模后，预计井下正常涌水量2880m³/d,经净化处(六)水文地质类型七、其它开采技术条件(一)煤层顶底板岩石工程地质特征1.工程地质岩组及其特征井田内奥陶系以上的主要工程地质岩组为新生界第四系、松散岩组、二叠系上、下统碎屑岩组、石炭系碎屑岩夹碳酸盐岩岩组。区内第四系主要由亚砂土、粘性土组成；二叠系上、下石盒子组主要由泥岩、粉砂质泥岩与砂岩组成；山西组为一套泥岩、粉砂质泥岩夹砂岩及煤层的陆相煤系地层；石炭系太原组为一套由泥岩类岩石、砂岩、灰岩夹煤层构成的海陆交互相煤系地层组合，本溪组主要由铁铝岩(局部偶夹灰岩类薄层)组成。地表松散层孔隙发育，岩体较完整，具有较好的工程地质性能。泥岩类岩石及煤层为较弱岩石，2.煤层顶底板岩性及其工程地质性能本区勘探时曾在M46号钻孔采样进行煤层顶底板岩石力学性质02号煤层顶板为砂质泥岩或粉砂岩，厚1.00～2.10m,底板为砂质泥岩。顶板粉砂岩抗压强度为10.4～11.2MPa,抗拉强度为0.3MPa,内摩擦角29°46',凝聚力系数2.6;属软弱岩石，稳固性差。底板砂质泥岩抗压强度为9.6～80.7MPa,抗拉强度为0.3～1.62MPa,内摩擦角30°32',凝聚力系数2.1。02卡号煤层顶板为砂质泥岩，厚0.7～2.50m,底板为砂质泥岩或粉砂岩。顶板砂质泥岩抗压强度为9.6～10.0MPa,抗拉强度为0.3~2号煤层顶板为砂质泥岩或细砂岩，厚2.50m左右，底板为砂质泥岩。顶板砂质泥岩抗压强度为29.6～107.1MPa,抗拉强度为0.53~2.63MPa,抗剪强度2.56～3.79MPa,属软弱～坚硬岩石，稳固性差~好。顶板细砂岩抗压强度为8.80～10.00MPa,抗拉强度为0.20~0.30MPa,抗剪强度：内摩擦角30°07',凝聚力系数2.2;属软弱岩石，稳固性差。底板砂质泥岩抗压强度为18.4～32.0MPa,抗拉强度为0.41～0.98MPa,抗剪强度：内摩擦角32°08',凝聚力系数3.2,或抗剪强度为2.53～5.13MPa。4号煤层顶板为砂质泥岩或细砂岩，厚1.0m左右，质地较坚硬，抗拉强度为0.23~0.95MPa;属软弱～坚硬岩石，稳固性差～好。底板砂质泥岩及粉砂9号煤层顶板为砂质泥岩或粉砂岩，厚1.8m左右。底板为砂质泥岩或粉砂岩。顶板粉砂岩，抗拉强度为0.10～1.00MPa,稳固性差。取样地点岩层岩性抗压强度(MPa)单向抗拉强度抗剪强度膨胀率变异范围变异范围内摩擦角凝聚力系数钻孔底02下#煤顶细砂岩72.7-80.7砂质泥岩36.8-107.1粉砂岩泥灰岩砂质泥岩及粉砂岩互层0.13-0.17粉砂岩粉砂岩底砂质泥岩屯川煤矿煤顶粉砂岩煤底砂质泥岩9.6-10.0细砂岩8.8-10.00.2-0.3砂质泥岩铂龙煤业砂质泥岩砂质泥岩各可采煤层顶底板岩石物理力学性质试验结果见表2-1-20,灰岩强度最大，其次为中、细砂岩、砂质泥岩，泥岩、炭质泥岩强度最根据本矿及相邻煤矿开采情况，02、2、4、8号煤层顶板一般较(二)瓦斯据《山西省太原西山煤田古交矿区马兰勘探区精查地质报告》,本区瓦斯含量不大，垂直方向上从上到下瓦斯含量增大，水平方向上煤层埋藏越深瓦斯含量越大；瓦斯成分以N₂和CH₄为主，属于N₂-CH₄带，局部有CH₄带(见表2-1-21)。表2-1-21煤层瓦斯含量与成分汇总表层瓦斯含量(ml/g可燃物)自然瓦斯成分(%)022488952.02-92.0.43-1.802号煤层属于氮气-甲烷带；2号煤层属于氮气-甲烷带和甲烷根据太原市煤炭工业局文件并煤安发[2008]322号《关于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》,古交市屯川煤矿及古交市马兰镇营立煤矿，2008年度瓦斯等级鉴定结果见表2-1-22,2007年度瓦斯等级鉴定结果见表2-1-23。表2-1-222008年瓦斯等级和二氧化碳涌出量汇总表煤层煤矿名称二氧化碳涌出量涌出量鉴定等级批复等级绝绝对涌出量m涌出量2古交市屯川煤矿低低8古交市马兰镇营立煤矿低低表2-1-232007年瓦斯等级和二氧化碳涌出量汇总表煤层煤矿名称二氧化碳涌出量涌出量鉴定等级批复等级绝对绝对涌出量m涌出量2古交市屯川煤矿低低8古交市马兰镇营立煤矿(三)煤尘2008年8月，国家煤及煤化工产品质量监督检验中心在古交屯川煤矿02号煤层取样进行测试，结果：火焰长度为200mm,抑制煤尘爆炸最低岩粉用量为70%,煤尘有爆炸性。2008年5月，国家煤及煤化工产品质量监督检验中心在古交屯川煤矿2号煤层取样进行测试，结果：火焰长度为150mm,抑制煤尘爆炸最低岩粉用量为70%,煤尘有爆炸性。2006年8月，国家煤及煤化工产品质量监督检验中心在古交市马兰镇营立煤矿8号煤层取样进行测试，结果：火焰长度为40mm,抑制煤尘爆炸最低岩粉用量为60%,煤尘有爆炸性。2006年8月，国家煤及煤化工产品质量监督检验中心在古交市马兰镇营立煤矿9号煤层取样进行测试，结果：火焰长度为35mm,抑制煤尘爆炸最低岩粉用量为60%,煤尘有爆炸性。2010年4月山西煤炭运销集团古交铂龙煤业有限公司井下取2度>400mm,抑制煤尘爆炸最低岩粉用量为85%,煤尘有爆炸性。综上所述井田内02、2、8、9号煤层均具有爆炸性。因此，的发生。(四)煤的自燃2008年8月，国家煤及煤化工产品质量监督检验中心在古交屯川煤矿02号煤层取样进行测试，结果：煤的吸氧量为0.61cm³/g,自2008年5月，国家煤及煤化工产品质量监督检验中心在古交屯川煤矿2号煤层取样进行测试，结果：煤的吸氧量为0.63cm³/g,自2010年4月，山西煤炭运销集团古交铂龙煤业有限公司井下取2氧量为0.68cm³/g,自燃等级为Ⅱ类，为自燃煤层。2006年8月，国家煤及煤化工产品质量监督检验中心在古交市马兰镇营立煤矿8号煤层取样进行测试，结果：煤的吸氧量为2006年8月，国家煤及煤化工产品质量监督检验中心在古交市马兰镇营立煤矿9号煤层取样进行测试，结果：煤的吸氧量为综上所述井田内02、2煤层自燃倾向性为自燃，8号煤层自燃倾向性为自燃和不易自燃，9号煤层自燃倾向性为不易自燃。因此在今后生产中一定要做好防火及煤层自燃防治工作。应对巷道及采空区加强管理并采取如下防措施：1.严格按造煤矿安全规程和作业规程要求，在发火期内采完，及时永久密闭采空区。2.加强采空区管理，要经常检查，一经发现高温火点应及时采取有效措施，防患于未然。3.加强通风管理，减少漏风，提高永久密闭质量。(五)地温、地压第四节建设前期准备本矿井可用市水利局屯兰供水水源和新打深水井供水。2.井下供水水源可利用本矿排出地面的矿井水作为井下供水水源，双回路电源分别来至常安和西沟变电站。本矿井距古岔线300米，距马兰矿铁路线2.3公里。距市区17公里，交通运输较为便利。本次设计主斜井、副斜井、回风立井工业广场用地均已经征用。要在施工前期对工业广场进行平整，保证矿井建设期间正运行。特别是副斜井的明槽开挖，在进入建设矿井工期前开挖到位。另外，矿井建设不需迁村。第二章利用现有生产系统进行建井施工的情况说明为加快资源整合进度，缩短工期，保证矿井施工安全，拟在原主斜井以西35m处工业场地内新掘副斜井作为整合后的副斜井，装备单钩串车和猴车供提升物料和人员出入井；原屯川煤矿回风立井作为整合后的回风井。原屯川副井设计关闭。原主斜井作为主提升井。采用该方案施工，有利于矿井建设的安全。原屯川煤矿现有系统只进行设计中布置巷道的施工，不用于生产。川煤矿现回风斜井需保留期限为12个月。二、管理措施：建井期间，在利用原屯川煤矿附属井现有系统即主斜井(设计为主提升斜井)、立井(设计为回风井)进行的设计开拓巷道布置的施的运行。(二)、其次，要有通风专业人员从井下巷道由外向里逐段检查(三)、待瓦斯排放完毕后，要从井口由外向里逐段巷道顶板情维护。(四)、逐段检查井下供电系统、运输系统、排水系统，对查出的隐患要及时处理，对供电、运输、排水系统也要由外向里逐段进行恢复。(五)、要对井下所有采空区、盲巷进行密闭检查或重新进行隔离密闭，仅保留开拓巷道的系统。(六)、待系统全部检查、处理完毕后，矿井供电、运输、排水、通风系统全部正常运转后，方准利用原屯川煤矿现有系统即主斜井、副斜井、回风立井进行建井期间的设计开拓巷道布置的施工。(七)、在建井施工期间，矿井的管理工作需严格按生产矿井的标准进行全方面管理。(八)、建井期间，要加大对采空区、盲巷的瓦斯情况的检查力度，并要制定专门巡查分析制度。(九)、建井期间，要对矿井原有的旧开拓巷道进行巡回检查，对存在隐患要及时进行处理。(十)、建井期间，要加大对矿井机电、运输设备的检查、检修待整合矿井新的通风系统、排水系统、运输系统形成后，我公司对废弃的井筒实行永久炸毁关闭处理。第三章矿建工程施工方案及安排第一节井巷工程安排分析总进岩石巷道进尺掘进总体积)巷道掘进体积(m³)积(m³)1工程名称煤岩类别坡度月进度指标(m或m³)施工方式主斜井岩下坡钻爆法运输大巷半煤岩随煤层钻爆法回风大巷半煤岩随煤层钻爆法工作面顺槽煤随煤层钻爆法工作面切巷煤随煤层钻爆法副斜井岩钻爆下坡法回风井岩钻爆法暗斜井岩钻爆法井筒特征表井筒名称主斜井副斜井回风立井坐标纬距X经距Y标高井口井底井筒倾角井筒长度(m)井筒断面形状半圆拱半圆拱圆井筒净断面(m²)井筒净宽(m)井筒装备胶带输送机单钩串车、架空乘人装置全封闭梯子间井筒用途煤炭运输，回风井、兼作进风和安全出口进风和安全出口安全出口备注已有井筒新掘已有井筒巷道断面特征表号巷道名称宽高面形状断面积(m²)巷道支护主斜井41圆拱形料石砌碹副斜井54圆拱形3锚喷暗斜井53圆拱形8锚网喷2#运输大巷62形锚喷2#回风大巷42形锚喷8#运输大巷4形9金属钢架8#回风大巷42形8金属钢架回风立井圆混凝土59为加快资源整合进度，缩短工期，拟进行井上、井下同时施工，井上进行一个副斜井的掘进和地面建设，井下利用延伸原主斜井和回风立井同时在回风立井进行设计开拓巷道布置和施工。有利矿井建设的安全，同时建设工期可缩短，工期为21.3个月，待新配斜井与井下开拓巷道贯通后，原屯川煤矿副斜井关闭。主斜井：需延伸斜长183m倾角18°,月进度150m,工期1.22月。副斜井：需掘进1008m,月进度140m,工期7.2月。回风立井：需延伸75m,月进度80m,工期1月。硐室工程量1898m³,月进度500m³,工期3.8月。其他巷道工程长10243m,巷道月进度400m,车场巷月进度150m,大巷与车场巷之间可平行施工。全部井巷工程施工期15.3月。为加快矿井施工速度，矿井施工采用井上、井下同时施工，井上进行副斜井的掘进和地面建设，井下延伸主斜井和回风立井的同时，原回风立井进行设计开拓巷道布置和施工。1副斜井→2#井底车场→暗斜井→2#采区轨道巷→8#运输顺槽2、副斜井→甩车场→8#井底车场→8#采区轨道巷主井施工路线：回风立井→2#采区回风巷→02#回风顺槽回风立井→8#采区回风巷→8#回风顺槽地面建设和新斜井同时施工，严格按设计要求、工程进度和施工路线进行施工。封建工程和矿井工程同时开工，机电安装工程根据建设周期和资金到位情况统筹考虑，在矿井工程的副斜井、主斜井、回风立井分别与井底车场、硐室、运输大巷贯通后，随施工进度工期情况及时安装主斜井、副斜井提升设备、回风主井通风机设备和中央变电所设备，永久生产系统逐步到位。矿建、土建、安装三类工程应平行作业，同期移交。详见：井巷、土建工程综合进度表加快建井速度的措施和建议1、做好矿井施工前的准备工作，确保矿井开工后能连续施工。2、副斜井进入基岩段巷道支护形式，改为锚喷支护以加快巷道施工速度。第二节施工准备及施工总平面布置施工准备工作是影响巷道施工速度和工期的主要因素，为保证巷道顺利开工，正常施工，避免和减少停工、窝工现象，加快施工速度，我们将组织精兵强将进点筹备，进行施工设备安装，确保巷道开工一切准备工作。施工平面布置原则充分利用原来地面设施的原则1、尽量不占用或避免永久设施。2、符合施工工艺、规范规程要求。3、满足建井生产需要，以简单结构、最小面积为原则。4、生产福利设施可利用现有建构物，生产和生活设施分别相对集中布置，避免交叉影响。5、便于施工管理，给施工提供有利条件。6、有利于污水集中处理排放和环境保护。为满足生产和生活需要，井巷施工前，在利用原有设施的同时需配置120m³压风机房一坐，待基础设施工完毕后，开始施工井巷工程，并同时施工和改建地面工业广场其它配套设施。明细见下表：地面建(构)筑物特征表号1变电所2配电室3静压水池4清水池5压风机房6材料棚7爆破材料库号名称位量号名称位量主井胶带机栈桥12气车库0主井空气加热室13器材库0绞车房314消防材料库扇风机房815油脂库5扇风机房风道2166坑木加工房019爆破材料库07机修车间0208地磅房219锅炉房022工业场地行政公共建筑特征表第三节施工方案(一)、井筒作业方式：主、副斜井掘进施工中，每30米施工一个躲避硐，巷道支护采用料石和锚喷支护，掘进施工采用平行作业，采用一掘一锚，两掘一喷，一次成巷的循环作业方式，采用“三·八”作业制，两班掘进，一班喷浆，班循环进度1.6m。(二)、掘进机械化设备：局扇、风钻、煤电钻、绞车、矿车、耙岩机等。序号名称面积序号名称面积1办公楼6职工宿舍32灯房7茶炉房3浴室8卫生间4食堂9保键急救室5门卫号设备名称规格型号位量风钻2机3机4机5局扇每个工作面1台，备钻每个工作面1台，备绞车每个工作面1台泵每个工作面1台，备定向仪每个工作面1台，备0除尘器每个工作面1台，备11吨矿车型1t02水泵每个工作面2台，备(三)、掘进工艺(1)、掘进工艺流程(第一班)下部进度：出矸——打帮锚杆——打下部炮眼——装药放炮——炮后检查、处理隐患。(第二班)上部进度：蹬架——看中腰线画轮廓线——打上部炮眼——矸堆洒水——装药回架放炮——安全检查支设临时支护——上部炮眼——装药放炮——安全检查以设临时支护——打上部锚杆——出矸(2)、喷浆工艺流程——按中腰线挂边线——冲洗岩帮——喷浆——洒水养护工序名称时间)12345678交接班安全检查喷浆准备检查中腰线挂线拌料喷浆、砌水沟清理收工喷射砼施工工艺流程框图砼运输砼喷射准备工作放下部炮—放上部炮—出矸—支设临时支护—砌碹—拆除临时支护—回模3、钻眼方法及要求(1)、钻眼机具钻眼采用7655型风钻多台平行湿式打眼。机重24kg,使用气压5kg/cm²,使用水压2～3kg/cm²,冲击功≥6kg.m,钻杆为中空六棱钢，钻头为中43或中32的柱齿型钻头。(2)、钻眼方法及要求梁必须采用优质圆木，直径不小于20cm,或采用不小于11#的工长度4m以上，两帮的托钩不小于15cm,架板厚度不小于6cm,长定眼位"装药分区爆破。(1)、装药要求：①装药结构采用正向装药方式。②装药前用高压风将眼内岩粉吹尽。③装药量按爆破图表规定，装药要在放炮员的指导下进行。④各炮眼要用炮泥封孔，执行《煤矿安全规程》中有关规定。(2)、爆破方式及要求：①所有巷道均采用毫秒管一次起爆。②爆破材料使用煤矿许用的乳化或水胶炸药、毫秒延期电雷管。③炮眼布置爆破图表见附图所示，根据f=6的岩石等级而编制的，当掘进工作面处于砂质泥岩、泥岩、煤或f<6的岩层时，可以将巷道周边眼炮眼间距适当增加50～100mm,当工作面岩层f>6时，可以将周边炮眼间距缩小50～100mm。④雷管的脚线由放炮员或放炮员助手配合联接，工作人员全部撤出后，放炮员亲自联结母线。爆破前，必须将工具和设备、管线(除耙岩机外)撤到40米外的安全地点，可靠维护。⑤放炮撤人，直巷150米，并设隐身物，弯巷100米，拐弯后不小于10米。各通口设可靠警戒。⑥放下部炮后，人员严禁进入伞檐之下，如遇瞎炮等特殊情况必须进入时，必须打临时点柱维护。(3)、钻眼爆破参数炮眼深度L根据进度循环组织形式确定为：1.8m,式中L:施工单头掘进计划月进度；d:每月掘进天数；d1:每日完成循环数；d2:月正规循环率；d3:炮眼利用率。5、巷道支护：(1)、主井筒采用料石砌碹支护，副井筒采用钢混和锚喷支护，回风立井采用混凝土支护。施工方法：为5～8m,明槽拉成后。再由下往上一次砌到井口明槽部分，砌碹的施工。掘砌为宜，采用全断面一次掘进短段掘砌施工法，段距2～4m,掘砌进，并架设临时木棚进行支护，木棚每1.5m架设一架，且用直径为18～20cm圆木接顶，用木板背帮严密，待掘进巷达到25m后，从距工作面25m处由上向下逐次拆除临时支护进行砌碹，以后每25m将作临时支护：道帮之间用木板或圆木背紧。永久支护：A、掘砌基础：基础挖出后，将沟内积水浮矸清理干净，挂好中腰线。均匀、砂浆要饱满。C、拆除临时支架、搭工作台、立碹胎、碹胎立好后，测量校正式咬合岔。D、拆模清理：砌筑完毕，要待拱、墙达到一定强度后，才能够时修理，以便复用。砌碹材料规格：料石标号必须大于400#,水泥为425#硅酸盐水泥，砂采用当地碹板规格为长2m,宽15cm,厚度为6cm(2)、副井筒采用锚喷支护：临时支护：临时配备6根，支护采用不少于3根单体液压支柱，配合规定的标准鞋帽，鞋：中220mm圆木两面取平，厚150mm以上，长为400mm,永久支护：永久支护采用锚喷支护，锚杆间排距600mm,锚杆采用中18×1800mm,树脂药卷(CK28—350)端点锚固，锚杆布置为三花布置，补强，间排距2000mm,锚索槽钢顺巷布置，钢绞线长度5.3m,槽钢×1000mm,搭接10cm,每隔20公分绑扎4圈，要求网片紧贴岩面。石屑=1:2:2(墙);1:2:1.5(拱),另加水泥重量3～5%的速淋头水段应配加堵水剂，堵水剂每次喷浆前均匀搅拌到水泥中，防水剂按水泥重量的12—14%配加，专用粉按水泥重量的3～5%配加。抗压强度不小于C15。行人台阶、灯钩、电缆钩和其它预埋件待巷道施工完毕后，进行一次性施工和安装。附材料消耗表：主斜井副斜井回风斜井砌碹支护钢混支护锚喷支护混凝土支护料石(块/米)锚杆(根/米)锚杆托板(块/树脂药卷(卷/水泥(吨/米)15626中砂(米³/米)335石硝(米³/米)水胶炸药(公斤/米)电雷管(个/钢筋(T/M)(四)、特殊情况下安全技术措施：1、井筒过煤层施工安全措施(1)、当井筒施工至距煤层顶板10m时，向下掘进严格执行“探三进一”制度。(2)、过煤层期间，瓦检员必须跟班作业，随时检查探眼和工作面的瓦斯情况，发现异常，立即停止掘进，瓦检员和班长负责撤出井下人员，逐级上报，等候处理。(3)、从距煤层顶板10m起，向下掘进，放炮一律换用煤矿安全水胶炸药。(4)、通过煤层期间，若瓦斯浓度超限时，启动备用局扇与原局扇并联对井下供风。(5)、过煤层时，井筒临时支护采用挂网锚喷，锚杆采用中45×1600mm树脂锚杆，锚杆间排距600×600mm,三花布置，金属网为中4～6mm钢筋网，网格50×50mm,搭接长度200mm,喷射砼厚度不(6)、井口20m范围内严禁烟火。2、井筒过流沙层施工措施：(1)、掘进掘进采用风镐、手镐人工挖掘。挖掘方式为正台阶式，视沙土层情况，上部台阶起前下部600～800mm,上部台阶挖掘时自中部向两侧进行，随挖随架单腿木棚支护并将顶板及迎头维护，至帮部时沿两侧挖掘预留中部沙土层，架设U型棚后向前掘进时，再将巷道中部沙土挖掉。掘进前首先挂中腰线标定出挖掘轮廓线，掘进断面要预留出架设扇型棚位置，掘进期间每班要有专人看护顶帮及迎头临时支护情况，并配备沙袋封闭局部涌水涌沙部位。(2)、井筒临时支护向前施工中采用正台阶式挖掘，扇型木棚临时支护。扇型木棚每300mm架设一架，棚梁采用宽300mm,厚60mm木板，棚腿采用直径挖掘时首先在拱基线以上井筒中部向前挖槽，槽宽500mm,深600～800mm,高1.5m。然后在槽支撑在U型棚上，另一端支撑在立柱(棚腿)是。并联接牢固。立柱生趣于台阶上面且略带迎山，下部穿木鞋。立柱后侧用木背板将迎头背牢、背严。第一架单腿棚架好后，开始由中部向两侧挖掘，每挖够300mm架设一架单腿棚，并将迎头及顶部封闭。立柱与立柱之间用木板联接成至二牛背时两侧向下挖掘，槽宽800～1000mm,预留中部土层。槽内迎头随向与挖掘，每300mm设一根横梁，横梁采用120mm圆木。横梁一端顶在U型棚后侧护帮的木板上，木板宽300m,厚30mm,并联接牢固，另一端顶在中部预留台阶侧墙护板上，护板宽300mm,厚30mm。并用大木楔背紧刹牢。采用锚杆配合木板预留台阶下部迎头全封闭。锚杆采用管缝式L=1600mm,间排距1000×1000mm,木板厚度为30mm。(3)、架棚支护：当一个掘支段长掘挖出并将柱窝挖至设计深度后，及时架设U型棚。具体形式同上。(五)、支护质量保证措施：1、锚杆支护质量要求：1)、钻锚杆眼时，应掌握好深度和角度，为保证眼深要在钻杆尾部设置醒目标记。2)、安装锚杆前，要认真检查药卷质量，发现过期发硬的药卷严禁使用。3)、注锚杆前，首先用高压风将肯内岩粉吹净药卷装入眼内，用锚杆把药卷轻轻送入眼底，用锚杆机搅拌30～40秒，取下锚杆机用木楔背在锚杆眼口，挤住杆体，防止其固自重下滑，5分钟后取下锚杆机连接套管上好托牌15分钟后拧紧螺帽。4)、30米做一次锚杆抗力实验，每次检测不少于3根，检测数据报监理公司。5)、队组必须配备检测工具随时检查锚固力及扭力距，锚固力6)、安装锚杆要一锚到底，禁止二次搅拌。2、喷砼质量要求：喷射砼要用高压水冲洗岩帮，喷射砼时掌握好几压水压，严格控制水灰比，喷射时，由下至上，分极作业，先喷凹处，后喷凸处，喷嘴垂直岩面，间距0.8～1.2m。喷后2小时及时洒水养护至少7天。砼搅拌料必须按设计配合比搅拌，默许时间不超过2小时，C20砼配合比(重量比)32.5#水泥：中砂：石屑：水=1:1.5:2=0.58。喷浆时，要吊挂垂线，保证喷出井壁垂直圆滑，必须喷够设计厚度，误差不超过0.1m。打帮锚杆，锚杆采用18×1800mm的圆钢锚杆，树脂药锚杆间距700mm;二次支护为砌墙，采用双料石墙，墙后灌浆，灌浆配比：水泥：砂：石子=1:2:4。(1)、煤仓观察眼：采用半圆拱断面锚喷支护(2)、永久支护：锚杆间排距700mm,三花布置，喷层厚度10cm,锚杆采用直径16×1600mm钢筋锚杆，托板120×120×8mm的铁托板。喷浆配比：水泥：砂：石硝=1:2:2,另加3-5%的速凝剂。1)、反井规格及施工尺寸：2)、反井支护及支护材料的规格要求：煤仓支护采用木盘；支护材料采用圆木，圆木规格为0.2×2.0m,人间用圆木密排隔开，行人间不小于2.0×0.6m,在行人间内每根密排圆木要上撑木，两头及巴锯固定一道。4、圈梁部分：2)、圈梁设计要求进行浇灌。3)、混凝土配比按1:2:4=水泥：砂：石子。5、煤仓刷大部分：第一部分：喇叭口过渡段。第二部分：煤仓主体部分，垂高15m,净落直径5.0m,刷大直径为5.2m。第三部分：煤仓下口部分。永久支护：采用锚杆、网、喷浆联合支护，过软岩段挂双网。锚杆采用直径18×1800mm圆钢锚杆，锚杆间排距0.6m,三花布置，网用4000×1000mm的经纬网；刷大第一部分(喇叭口部分)挂双网喷浆厚度300mm,第二部分(煤仓主体部分)挂单网喷浆厚度100mm,第三部石硝=1:2:2(拱)=1:2:2(墙)。6、浇灌平台：1)、平台浇灌厚度不低于设计要求，预埋工字钢下部浇灌不少于0.05m。2)、平台模板：顺水、模板固定：顺水用8#铅丝于平台预埋工字钢捆绑不少于4圈，捆绑间距不大于0.6m,顺水与工字之间加衬0.05m的木垫。或用蹬架的方式支模。架用反井木盘做脚手架。固定用巴锯每头不少于3)、浇灌：采用1:2:4=水泥：砂：石子混凝土C150#连续浇灌，并用振动棒进行捣实。7、砌煤仓坡墙喷铁钢砂：砌墙从煤仓发兰口逐渐向仓壁以设计坡度过渡，墙手用混凝土捣实，墙面用铁钢砂混凝土喷厚不小于设计要求。8、施工工艺：1)、采用7655型风钻湿式凿岩，下部硐室内施工第一次支护采用一掘一锚的作业方式；待硐室够尺寸后再进行第二次支护。2)、硐室施工采用自然通风、观察眼、煤仓反井、煤仓刷大施工采用11KW风机通风，风机按在进风巷入风15米以外。3)、下部硐室采用多打眼少装药逐步开帮逐步压顶瞬发管配合乳化炸药起爆。观察眼、煤仓反井、煤仓刷大采用毫秒电雷管配合乳化炸药全断面一次起爆。4)、施工出矸，均采用人工，人工装车，绞车提升到地面。临时支护配备6根，支护硐室4根，观察眼用2根，配合矿规定的标准鞋帽(直径220×1000mm的优质木材或常规优质道木，鞋直径220圆木、两面取平、厚度100mm以上、长400mm)。用5吨液压升柱器升紧背牢。临时支护的间距按1.0米布置，但必须坚持先支后回的原则，严禁空顶作业。硐室施工1)、施工硐室及施工观察眼必须按地质部门给定的中腰线施工。地质部门必须给定煤仓中及基础水平线。2)、硐室二次支护严禁平行支护；以确保砌墙施工质量。3)、硐室挖基础深度不小于0.4m,基础宽度应大于墙宽0.2m,硐室砌墙要拉平线，保证钢墙平直砂浆饱满，杜绝干缝、瞎缝；砌直墙砌一行，充填一行，执行三支一检查(口一支、尾两支、检查料石平稳)的操作方法，泥缝一般为10—20mm,压茬不小于料石宽度的四分之一，不得出现齐缝。4)、要砌一行灌浆一行，砌墙与灌浆必须平行作业；墙后严禁用矸石充填。5)、砌墙高度大于1.5m时必须搭架，架要稳牢。6)、砌墙高度保证设计要求，完工后，墙体要勾缝，缝宽不小观察眼施工：1)、严格按地质科给定的中腰线施工；开口10m范围内的电缆必须用圆木板墙维护。电缆必须下放底板用板木掩盖，确认无误，方可打眼。2)、开口加打锚索，要按设计要求按断面要求开口。开口小炮作业，要多打眼少装药，确保对设备无破坏，放炮撤人要在斜井距放3)、观察眼施工至上部待反井施工到位置及时与观察孔贯通，未贯通时不得停风机。4)、观察孔距底板高度500mm,用单料石墙砌做；两面喷浆封5)、煤仓施工完工后，必须在观察孔斜坡安装钢丝绳扶手；钢丝绳扶手要用锚杆固定。反井施工：进风侧绕道15m以外。2)、开口反井采用多打眼少装药逐步压顶、瞬发管配合乳化炸药起爆。反井够5m后，采用毫秒电雷管配合乳化炸药全断面一次起3)、施工反井时要搭设反井施工平台，反井矸石自溜到矿车内，4)、队组要根据地质部门给定的煤仓中线准确确定煤仓反井溜横梁直径不小于220mm,平台平铺圆木直径不小于200mm;立木间排距不大于1.0m,在反井盘口下密支，平台平铺圆木在反井盘口下双5)、施工反井时，风筒采用铁风筒带伞帽送至反井内距煤头不大于5.0m的地方，矸仓内集矸距盘口不大于2.m。6)、反井人员上下必须有明确的信号，具体信号由队组决定。7)、支盘时，行人间四周用板木封闭，确保矸石不能掉入行人8)、反井施工时，煤仓下口要设专人看口，人员严禁上下，确9)、施工时要时刻注意顶板变化情况，随时进行敲帮问顶制度，人员要站在有掩护的下部，一块一块揭，要注意碎矸伤人，打顶部眼时，必须在临时支护下进行。10)、如出现停风时，施工人员要及时撤离反井。11)、反井掘进距贯通10m时，要先探后掘，探三进一，放炮时，必须在煤仓顶部车场100m以外设好可靠的双人警戒，同时用钢管联体固定上部29U棚，以防29U棚滑坡。并将贯通位置各种设施进行维护可靠，确认无误后再联系放炮。圈梁浇灌、煤仓刷大、下部平台浇灌、砌坡墙及浇灌1)、严格按地质部门给定的煤仓中线施工。2)、煤仓刷大1.0m小炮作业，分段放炮。严格执行一炮三检、放炮三人联锁制度。放炮撤人至煤仓上口100m以外设好警戒。3)、煤仓刷下先浇灌圈梁。浇灌圈梁必须按施工要求施工。4)、煤仓够5.0m后，圈梁上部用不小于20m的圆木棚口，并用巴锯固定两头，同时废旧皮带满铺仓口；以防碎矸掉入煤仓。仓周围口5m要经常清扫干净，并设专人看口；煤仓刷大10m以内，人员上下可使用软梯，10m以上要用回柱绞车吊桶提升人员及工具。人员乘坐吊桶及上下软梯要佩带安全带；上下物料及人员必须有可靠的声光信号，否则严禁提升。5)、采用吊桶起吊物料和上下人员如发现钢丝绳磨损、天轮固定松动时严禁提升；每班开工前，施工负责人要认真详细检查提升钢丝。绳和天轮的固定情况，每桶只限两人，乘坐人员身体的各部分不得超出吊桶以外；严禁人料同罐上下。6)、煤仓刷大时，掘锚距、掘喷距不得大于1.6m。7)、严禁将0.4m以上的大矸擢入反井，反井矸仓矸石高度距刷大面不得大于3m,漏矸时矸仓上部不得有人。9)、人员上下与物料严禁同乘；开绞车司机必须有上岗证。绞车必须地锚，四压两戗齐全，每次开车必须检查天轮情况是否完好。10)、煤仓收口直径不得小于4m,确保坡墙灌浆厚度，砌墙和上工字钢时必须搭架，架要稳牢，抬工字钢人员不少于6人，要顺肩抬，搭好号；砌墙要砌一行灌一行、捣实一行。11)、大架、工字钢支设时要严格按设计图布置，必须对大架位置进行校对后方可灌浆。12)、灌浆采用不小于直径200mm的铁风筒由煤仓混凝土按设计连续浇灌，并用振动棒进行捣实。13)、其它未提事宜执行煤矿安全规程和工种岗位操作规程的规定。大巷施工是指集中运输大巷，清理撒煤巷，2#8#采区轨道巷，2#8#采区运输巷2#8#采区回风巷。(一)、作业方式：大巷掘进施工中，巷道采用掘进和支护单行作业方式，全断面一次成巷的施工方法；巷道支护采用锚喷支护，掘进施工采用平行作业，采用一掘一锚一喷，一次成巷的循环作业方式，采用“三·八”作业制三班掘进，班循环进度3m。(二)、掘进机械化设备：局扇、锚杆、锚索钻机、煤电钻、绞车、矿车、耙岩机等。掘进工作面主要装备表设备名规格型号号称位量锚杆、锚索钻机耙岩机喷浆机搅拌机局扇备用1台探水钻备用1台车每个工作面1台小水泵备用1台9向仪备用1台0尘器备用1台1型1t0(三)、掘进工艺：1、作业方式：巷道掘进采用全面一次打眼，一次爆破的作业方(1)、临时支护临时支护采用单体液压支柱，支设不少于3根，间距1米(特殊情况视顶板劈口适当布置),备用4～6根，柱帽使用不小于1米长的木板，临时支护要支在实底上或穿鞋，鞋采用长300×宽200×厚支护距永久支护不超过0.6米，临时支护距煤头不大于0.4米。(2)、永久支护不超过75度，使用锚杆、锚索钻机电钻进行搅拌。锚杆托板要紧贴后，锚杆、锚索距煤头不超过40公分，最大掘锚距不超过2.1米。施工工艺：喷浆滞后掘进头100米。班正规循环作业图表运输大巷回风大巷锚杆、锚索网、锚喷支护锚杆、锚索网、锚喷支护锚杆(根/米)锚索(米/米)锚杆、锚索托板(块/米)树脂药卷(卷/水泥(吨/米)速凝剂(吨/米)中砂(米³/米)石硝(米³/米)水胶炸药(公斤/米)电雷管(个/米)工序名称时间)12345678交接班安全检查检查中腰线帮锚杆装药放炮炮后检查出煤临时支护顶锚索喷浆准备拌料喷浆清理支护质量保证措施：1、锚杆反抗质量要求：1)、钻锚杆、锚索眼时，应掌握好深度和角度，为保证眼深要在钻杆尾部设置醒目标记。2)、安装锚杆、锚索眼前，要认真检查药卷质量，发现过期发硬的药卷严禁使用。3)、注锚杆、锚索前，首先用高压风将眼内岩粉吹净药卷装入眼内，用锚杆、锚索把药卷轻轻送入眼底，用锚杆机搅拌30～40秒，取下锚杆机用木楔背在锚杆眼口，挤住杆体，防止其因自重下滑，5分钟后取下锚杆机连接套管上好托板15分钟后拧紧螺帽。4)、30米做一次锚杆抗力实验，每次检测不少于3根，检测数5)、队组必须配备检测工具，随时检查锚固力及扭力距，锚因力达不到要求的必须查清原因，并在其旁(200mm)补打锚杆。6)、安装锚杆要一锚到底，禁止二次搅拌。嘴垂直岩面，间距0.8～1.2m。喷后2小时及时洒水养护至少7天。砼搅拌料必须按设计配合比搅拌，置放时间不超过2小时，C20砼配合比(重量比)425#水泥：中砂：石屑：水=1:1.5:2:0.58。度，误差不超过0.1m。(1)、钻眼机具：打煤眼采用煤电钻钻眼，打注锚杆、锚索眼时采用MQT-70系列气动锚杆锚索钻机，钻杆为中空六棱钢钻杆，钻头为中27柱齿型钻(2)、钻眼方法：钻眼工必须严格按照爆破图表和断面设计要求进行钻眼。每次钻眼后，放炮前都要关好风、水门，将风水管及开关维护好，钻具移至距煤头40米外的安全地点，维护可靠。2、爆破：(1)、装药结构：采用正向装药结构。(2)、爆破方法：采用瞬发电雷管分次打眼，分次装药放炮的方式爆破。爆破材料使用乳化炸药和瞬发电雷管。3、各类炮眼位置示意图见附图。(一)、作业方式：大巷掘进施工中，巷道采用掘进和支护单行作业方式，全断面一次成巷的施工方法；巷道支护采用锚杆支护，一次成巷的循环作业方式，采用“三·八”作业制，三班掘进，班循环进度3m。(二)、掘进机械化设备：局扇、锚杆、锚索钻机、煤电钻、绞车、刮板输送机、带式输送机、耙岩机等。掘进工作面主要装备表设备名规格型号号称位量锚杆、锚索钻机2耙岩机3喷浆机4搅拌机5局扇每个工作面1台，备6探水钻每个工作面1台，备7车每个工作面1台8小水泵每个工作面1台，备9向仪每个工作面1台，备0尘器每个工作面1台，备11吨矿车型1t0(三)、掘进工艺：1、作业方式：巷道掘进采用全面一次打眼，一次爆破的掘进作业方式。2、巷道支护工艺：(1)、临时支护临时支护采用单体液压支柱，支设不少于3根，间距1米(特殊情况视顶板劈口适当布置),备用4～6根，柱帽使用不小于1米长的木板，临时支护要支在实底上或穿鞋，鞋采用长300×宽200×厚支护距永久支护不超过0.6米，临时支护距煤头不大于0.4米。(2)、永久支护不超过75度，使用锚杆、钻机和煤电钻进行搅拌锚杆托板要紧贴岩面，锚杆外露要求托板外长度不大于30mm。当顶板破碎时要紧跟煤锚杆、锚索距煤头不超过40公分，最大掘锚距不超过2.1米。当顶施工工艺：一出煤矸——安全检查——临时支护——永久支护班正规循环作业图表回风顺槽运输顺槽切眼巷锚杆支护锚杆网支护锚杆网支护(块/米)树脂药卷(卷/水胶炸药(公斤/米)工序名称时间)12345678交接班安全检查检查中腰线帮锚杆装药放炮通风炮后检查出煤临时支护顶锚索支护质量保证措施：1、锚杆、锚索支护质量要求：1)、钻锚杆、锚索眼时，应掌握好深度和角度，为保证眼深要在钻杆尾部设置醒目标记2)、安装锚杆、锚索眼前，要认真检查药卷质量，发现过期发硬的药卷严禁使用。3)、注锚杆、锚索前，首先用高压风将眼内岩粉吹净药卷装入眼内，用锚杆、锚索把药卷轻轻送入眼底，用锚杆机搅拌30～40秒，取下锚杆机用木楔背在锚杆眼口，挤住杆体，防止其因自重下滑，5分钟后取下锚杆机连接套管上好托板15分钟后拧紧螺帽。4)、30米做一次锚杆、锚索抗拉力实验，每次检测不少于3根，检测数据报监理公司。5)、队组必须配备检测工具，随时检查锚固力及扭力距，锚固力达不到要求的必须查清原因，并在其旁边(200mm)补打锚杆、锚6)、安装锚杆、锚索要一锚到底，禁止二次搅拌。3、钻眼方法及要求：(1)、钻眼机具：气动锚杆锚索钻机，钻杆为中空六棱钢钻杆，钻头为中27柱齿型钻(2)、钻眼方法：距煤头40米外的安全地点，维护可靠。2、爆破：(1)、装药结构：采用正向装药结构。(2)、爆破方法：采用瞬发电雷管分次打眼，分次装药放炮的方式爆破。爆破材料使用乳化炸药和瞬发电雷管。(一)工程量及工程技术特征铂龙煤业回风立井延伸工程主要包括回风立井井筒的施工。回风立井延伸深度74米，全部为基岩段施工。井筒净直径4.5米，净端面15.9M²,采用混凝土砌碹。(二)施工方案(三)施工防坠措施三盘两台各孔口必须封堵严密，设置可靠的密封安全井盖门，并处于常闭状态。井口封口盘必须用网纹板封严。(2)用吊桶提升物料时，物料应低于吊桶上沿100mm,超长物料必须用绳或铁丝捆(3)人员乘坐吊桶必须佩带保险带，保险带要牢固的挂在钩头专用挂环上，人员乘坐吊桶时其身体任何部位不准伸出吊桶外。严禁人与物料同乘一吊桶提升。(4)在工作面上方的工作人员所使用工具必须拴有专门的保险(5)每班必须及时检查三盘两台及模板上是否存有矸石等杂物，如存在杂物必须将杂物清理干净方可作业。(6)每天由机电科安排专人对钢丝绳、钩头及其联接装置进行检查并作好记录，发现问题及时汇报处理。(7)提升设备必须捆扎牢固，经检验后方可发送提升信号；提升钢丝绳必须按照要求检验，确保安全。(8)钻井钻机夺钩时必须有专人操作，必须设专人监护，确保安全摘挂钩。(9)高空作业、三盘两台作业、大模脚手架上作业必须系牢保(四)掘进安全措施(1)严禁边打眼边装药。(2)放炮员必须持证上岗，严格按作业规程操作。(3)严格执行“一炮三检’’和“三人连锁放炮制’’制度，工作面瓦斯浓度超过1%时，严禁放炮。(4)严禁起爆药卷与炸药装在同一容器内运往井底。(5)向井下运送炸药与引药时必须事先通知绞车司机和井上下把钩工，吊桶升降速度不得超过1m/s。(6)炸药和雷管不得同罐运送，必须由放炮员单独押送。(7)吊盘距工作面最大距离不得超过40m,放炮后和移动吊