1、第五节 装岩安全措施 48第六节 一通三防管理措施 49第七节 综合防治水安全措施 50第八节 井下使用挖掘机安全措施 51第九节 伞钻使用安全措施 53第十节 抓岩机使用安全安全措施 55第十一节 井下爆破作业安全措施 56 第九章 其它 59第十章 灾害预防及避灾路线 59第一节 灾害预防 59第二节 避灾路线62第1章 概 况第一节 概 述一、工程名称本作业规程施工的工程为山西阳泉煤集团创日泊里煤矿2#回风立井风化基岩段。二、井筒设计直径及深度二号回风立井井筒净径7.6m,垂深555m，风化基岩段为80m, 支护方式为钢筋混凝土砌碹,碹厚0.85m，三、预计开、竣工时间根据目前井筒施工水
2、平，回风井风化基岩段施工预计自2013年4月中旬试挖，预计2012年5月中旬施工完毕。第二节 编写依据1、工程施工组织设计及批准时间 井筒施工组织设计名称为阳泉煤业集团创日泊里煤业有限公司泊里矿井二号回风立井井筒掘砌施工组织设计，批准时间为2013年2月。2、工程图纸及出图时间图纸名称为山西阳泉煤业集团创日泊里有限公司泊里矿井二号回风井剖、断面图，编制时间为2013年1月。3、地质说明书泊里井田检6号井筒检查钻孔地质成果报告4、煤矿安全规程、安全生产法、煤矿建设安全规范。5、煤矿井巷工程质量验收规范 （GB50213-2010）。6、煤矿井巷工程施工规范 （GB50511-2010）7、混凝土
3、工程施工质量验收规范（GB50204-2002）8、锚杆喷射混凝土支护技术规范（GB50086-2001）9、混凝土质量控制标准（GB50164-92）10、煤炭建设工程质量技术资料管理规定与评级办法（1999年版）11、简明建井工程手册（2003年版）12、凿井工程图册（1998年版）13、国务院关于预防煤矿生产安全事故的特别规定14、国务院关于进一步加强企业安全生产工作的通知15、依据不可少的图纸及合同规定的质量标准。15、其它与本工程有关的国家及部颁现行的技术规范、规程和规定。第二章 地面位置及水文地质情况第一节 地面相对位置表 地面相对位置表 地面标高+1432.5m井下标高+877.
4、5m地面的相对位置及建筑物井口坐标为：纬距 X=4142598.844、 经距Y=38463774.394无建筑物井下位置及掘进对地面设施的影响掘进对地面没有影响走 向 （度） /倾斜 （度） 90长度 （m）555第2节 地质条件一、地层井田位于山西省沁水煤田东部边缘，大地构造位置为山西陆台东南部，新华夏系第三隆起带的西翼，整个井田走向整体呈北东向，井田构造为一走向总体显示为北东，倾向北西的单斜构造。本次井筒检查钻孔勘探，分别揭露石炭系上统太原组（C3t）、二叠系下统山西组（P1s）、下石盒子组（P1x）、二叠系上统上石盒子组（P2s），详细揭露情况见表3-1。现结合井筒检查钻孔揭露资料及邻
5、近钻孔资料将地层由老到新分述如下：井筒检查钻孔揭露地层厚度情况一览表 地层起止深度（m）厚度备注系统组二叠系P上统P2上石盒组P2s0-287.70287.70下统P1下石盒组P1x287.70-387.4599.75山西组P1s387.45-451.6064.15石炭系C上统C3太原组C3t451.60-570.50118.901、石炭系（C）上统太原组（C3t）：由灰色砂岩，深灰、灰黑色砂质泥岩、泥岩、石灰岩及煤组成。灰岩主要有3层（K4、K3、K2），全井田稳定，由北向南变厚，其下均直接压煤（11、13、14号），是很好的标志层。K4、K3灰岩可与西山东大窑、斜道灰岩相对比，K2灰岩相当
6、于毛儿沟与庙沟灰岩的合并层。15号煤下的透镜状灰岩与吴家峪灰岩（L0）层位相当，81号煤上的灰岩（南峪灰岩）相当于西山铁磨沟叠锥灰岩。所含煤层自上而下编号为8上、8、9上、9、11、12、12下、13、14、15、15下等11层煤，15号煤全井田稳定可采，8及9号属零星可采的不稳定煤层，其他属不可采的不稳定煤层。本组为本井田主要含煤地层，厚118.90m。2、二叠系（P）（1）下统山西组（P1s）：零星出露于井田东部外围，连续沉积于太原组之上，由灰-灰白色中细粒砂岩及深灰、灰黑色砂质泥岩、泥岩和煤组成，为本井田重要的含煤地层。煤层自上而下编号为1、2、3、4、5、6等6层煤， 3号煤层和6号煤
7、层为零星可采的不稳定煤层。底砂岩K7（阳泉称第三砂岩）厚6.19m，为灰白色中细粒砂岩，局部相变为粉砂岩或砂质泥岩，连续沉积于太原组之上。全组厚64.15m。（2）下统下石盒子组（P1x）：出露于井田东部外围，底砂岩K8以中粗粒为主，局部相变为粉砂岩，厚14.60m，与下伏山西组连续沉积。下部为灰黄、灰绿色中细粒石英砂岩夹灰-深灰色砂质泥岩及泥岩，局部夹1-2层煤线。上部为黄绿、灰绿色中-细粒砂岩，夹杏黄色砂质泥岩及薄层铝质泥岩；顶部为-层杂色铝质泥岩，铝质含量较高，具锰铁质鲕粒，称“桃花泥岩”，风化后呈紫色斑块，特征明显，可作为辅助标志层。本组厚99.75m。（3）上统上石盒子组（P2s）：
8、井田内大面积出露，分上、下两段。下段（P2s1）：底部为浅黄绿色厚巨厚层状粗粒砂岩（K10），厚13.00m。下部为黄绿色中粗粒砂岩夹黄绿、黄褐色砂质泥岩、泥岩，上部以中细粒砂岩为主，夹薄层紫红色砂质泥岩，局部可见透镜状锰铁质结核及薄层。厚131.20m。上段（P2s2）：底界狮脑峰砂岩（K12），一般由2-4层砂岩组成，厚22.50m，实测38m。为灰黄、灰白色中-厚层状含砾中粗粒石英砂岩，间夹黄绿、褐黄色砂质泥岩，是良好的标志层。其上以暗紫、紫红色砂质泥岩为主，夹数层灰紫色细粒砂岩。全组厚156.50m。含煤地层本矿区含煤地层为二叠系下统山西组和石炭系上统太原组，煤层自上而下编号1、2、3
9、、4、5、6、8上、8、9上、9、11、12、12下、13、14、15、15下等共17层。其中16号煤层产于山西组,8上15下煤层产于太原组。3、6、8、9号煤层为局部可采的不稳定煤层；15号煤层为全井田可采的稳定煤层；其他为不可采的不稳定煤层。2、含煤性与煤层 （一）、含煤性 山西组含6号煤层，为井田局部可采的不稳定煤层，太原组含8上、9、15号煤层，8上、9号煤层为井田局部可采的不稳定煤层，15号煤层为井田全区可采的稳定煤层。 （二）、可采煤层可采煤层特征表 煤层编号煤层厚度（m）夹石层数结构顶板岩性底板岩性可采性稳定性91.60泥岩局部可采不稳定155.6014.251.15砂质泥岩粉砂
10、岩全区可采稳定本孔揭露主要可采煤层为太原组9、15号煤层。9号煤：位于太原组上部，厚1.60m，不含夹矸，结构简单，为井田内局部可采的不稳定煤层，下距K4石灰岩8.90m，顶底板均为泥岩。15号煤：位于太原组下部，厚5.60m，含1层夹矸，结构简单，为井田内全区可采的稳定煤层，顶板为砂质泥岩，底板为粉砂岩。三、煤质据钻孔煤质化验资料，9、15号煤层化学性质特征见附表，叙述如下：9号煤层原煤：水份（Mad）为1.73%；灰份（Ad）为21.80%；挥发份（Vdaf）为13.25%；全硫（St,d）为0.88%；固定碳（FCd）为67.84%；磷（Pd）为0.016%；高位发热量（Qgr，d）为2
11、7.37MJ/kg；低位发热量（Qnet，ad）为26.22MJ/kg。15号煤层水份（Mad）为2.40%；灰份（Ad）为17.42%；挥发份（Vdaf）为11.47%；全硫（St,d）为3.18%；固定碳（FCd）为73.20%；磷（Pd）为0.054%；高位发热量（Qgr，d）为28.79MJ/kg；低位发热量（Qnet，ad）为27.42MJ/kg。综上所述，9号煤层是中灰、低硫分、低磷分的贫煤；15号煤层是低灰、高硫分、中磷分的无烟煤。煤质特征根据中华人民共和国国家标准（GB/T 15224.1-2010）关于煤炭质量分级标准进行划分。按中国煤炭分类国家标准（GB/T5751-200
12、9）进行，以浮煤挥发分（Vdaf）产率900测定值和粘结指数（GR，I）为主要分类指标，胶质层厚度（Y）和奥亚膨胀度（b）为辅助指标划分煤类，9号煤层为贫煤，15号煤层为无烟煤。第3节 工程地质及水文地质情况一、工程地质（一）、煤层顶底板岩石工程地质特征9号煤层顶板：泥岩抗压强度为22.8-32.4 MPa，平均为27.2 MPa；抗拉强度为1.32-1.63MPa，平均1.46MPa，为软弱岩石。底板：泥岩抗压强度为52.0-60.4 MPa，平均为55.5MPa，抗拉强度为1.93-2.45MPa，平均为2.14MPa，为半坚硬岩石。15号煤层顶板：砂质泥岩抗压强度为17.6-23.2MP
13、a，平均为20.4MPa；抗拉强度为0.92-1.09MPa，平均1.00MPa，为软弱岩石。粉砂岩抗压强度为47.2-48.0MPa，平均为47.6MPa，抗拉强度为2.14-2.44MPa，平均为2.28MPa，为半坚硬岩石。（二）、井筒围岩稳定性1、石炭系上统太原组（C3t）岩性为泥岩、砂岩、砂质泥岩、石灰岩为主，砂岩厚度一般较大，以中厚层状为主，水平或均匀层理，泥质胶结，泥岩单向抗压强度在17.260.4 Mpa之间，属软弱坚硬岩石。石灰岩中厚层状为主，单向抗压强度在86.4100.8 Mpa之间，属坚硬岩石。砂岩单向抗压强度在33.673.2Mpa之间，属半坚硬坚硬岩石。2、二叠系下
14、统山西组（P1s）岩性为泥岩、砂岩为主，砂岩厚度一般较大，以中厚层状为主。砂岩岩层单向抗压强度在57.292.4Mpa之间，属半坚硬坚硬岩石。泥岩岩层单向抗压强度在13.220.8Mpa之间，属软弱岩石。3、二叠系下统下石盒子组（P1x）岩性以砂岩为主，泥岩次之，砂岩以中厚层状为主。砂岩岩层单向抗压强度在32.880.8Mpa之间，属半坚硬坚硬岩石。4、二叠系上统上石盒子组（P2s）岩性为砂岩、砂质泥岩为主。砂岩岩层单向抗压强度在23.296.8Mpa之间，属软弱坚硬岩石。（三）、勘探区工程地质条件复杂程度评价 1、区内地形较为复杂，黄土冲沟深切，植被覆盖少，有利于地表自然排水。 2、岩层呈单
15、斜构造，走向北东，倾向北西，倾角16-42。 3、区内未发现陷落柱发育，发现断层7个，落差0-60m，倾角30-80，地层构造较简单。 4、井巷围岩相关的地层，岩体结构多为层状结构，岩体质量较好。综合分析评价，本区属工程地质条件中等矿区。二、 水文地质条件（一）含水层本次井筒检查孔钻探，设计抽水2次，实际抽水2次，抽水试验成果如下表所示： 6号孔抽水试验成果一览表 孔号抽水层位水位标高单位涌水量（L/sm）渗透系数（m/d）水质类型检6号孔上石盒子组1347.860.006050.00886HCO3SO4K+NaCa下石盒子组1263.550.00160.0021HCO3.二叠系石盒子组砂岩裂
16、隙含水层组该组在和顺县城以西大面积出露，多形成中低山地貌。由于出露层位较高，其浅部风化裂隙发育，渗透性较强，为透水层，以下补给条件好的地段富水性较强，沿沟底常有该组下降泉出露。据本孔抽水试验，单位涌水量为0.0016-0.00605L/sm，渗透系数为0.0021-0.00886m/d，水位标高为1263.55-1347.86m。（二）隔水层煤系地层砂岩间粉砂岩、泥岩组成的层间隔水层组。煤系地层砂岩标志层（砂岩及石灰岩）沉积厚度稳定，其间夹的泥岩、粉砂岩致密，沉积稳定，构造裂隙不发育，为良好的隔水层。（三）地下水的补给、排泄条件井田内地下水的补给来源主要是大气降水的渗入补给，其它形式补给量较少
17、。由于井田内地形起伏较大，沟谷发育，坡度较陡，汇水面积小，降水量少而集中，大气降水大部分成为地表径流，补给条件较差。据调查，民井在雨季基本可满足全村用水需要，而在旱季，水量较小，甚至干涸。井田内地下水的径流受宁静向斜蓄水构造的控制，径流方向由东北向西南。由于含水层产状和地形之间的组合不一，地下水的径流形态以汇流型、侧向交替为主，局部的缓流型，垂向交替。地下水的排泄形式有泉、民井和生产矿井等。其它形式的排泄量较少。（四）井筒涌水量预算1、计算方法及选用公式选用潜水完整井、承压含水层的稳定流计算公式来预计修凿井筒时的涌水量：Q及R0式中，Q井筒涌水量（m3/d）； K含水层的渗透系数（m/d）；
18、M含水层的厚度（m）； H水柱高度，为静止水位至含水层底板的距离（m）； h动水位至含水层底板的距离（m）； R0“大井”影响半径（m）； r0井筒半径（m）； S水位降深（m）；2、水文地质参数的选取及涌水量计算（1）水文地质参数渗透系数K、含水层厚度M的选取渗透系数K均采用井筒检查孔分层抽水时所计算出的渗透系数值，含水层厚度M为钻孔中含水层的实际厚度。（2）井筒涌水量预算本孔处涌水量由三部分组成：松散层和风化壳的涌水量、上石盒子组含水层的涌水量以及下石盒子组含水层的涌水量。井筒半径r0取4.0m。上石盒子组的井筒涌水量预算：R0=4+1061.20=61.61m，Q1=38.10 m3/d
19、下石盒子组的井筒涌水量预算：44.12=24.22m，Q2=6.21 m3/d因此，Q总= Q1+ Q2 =44.31 m3/d45 m3/d（3）计算结果评述a.正确分析了井筒充水因素，为选择计算公式提供了依据。b.含水层地下水运动基本上满足地下水动力学法计算公式的假定条件，抽水质量达到合格，参加计算的水文地质参数是抽水试验实测数据，所选定的参数合理、可靠，计算结果基本可靠。c.受含水层边界条件、含水层富水性、含水层厚度变化的影响，所预算的涌水量与实际会有一定的差别。d.井筒抽水试验是在枯水期进行的，在丰水期或丰水年份，开凿井筒时实际涌水量可能要大于预算涌水量，生产中应引起注意。三、其他开采
20、技术条件瓦斯据检测报告, 8号煤为氮气甲烷带，总计瓦斯含量4.42mL/g。自然瓦斯成份粉前为23.22%，自然瓦斯成份粉后为27.69 %。9号煤为氮气带，总计瓦斯含量2.09mL/g。自然瓦斯成份粉前为12.52%，自然瓦斯成份粉后为22.52 %。15号煤为氮气带，总计瓦斯含量4.25mL/g。自然瓦斯成份粉前为12.97%，自然瓦斯成份粉后为25.46 %。第3章 井筒布置及支护说明第一节 井筒布置 风化基岩段井壁结构说明表 名称围岩性质断面（m2）长度体积（m3）混凝土消耗量（ m3）掘进净强度等级体积风化基岩段风化基岩67.89545.342805431.63627.36C4518
21、04.32小计附：风化基岩段井壁结构图。第2节 支护结构一、井筒断面及设计支护方式 风化基岩段支护结构 断面支护形式钢筋参数（mm）（mm）砼强度等级断面积（m2）环筋竖筋双层钢筋砼2225020300850二、支护方式（一）临时支护由于围岩稳定、构造简单，不对井帮进行临时支护；如地质条件变化当围岩破碎易片帮时，向甲方和监理提出设计变更要求增加临时支护，补充安全措施。临时支护一般采用锚、网、喷，201800mm树脂锚杆，间排距为600600mm，6.5mm钢筋20001500mm金属网片，网格100100mm，喷射C20砼50mm厚，根据围岩情况可采用其它支护方法。（二）永久支护回风立井风化基
22、岩段采用双层钢筋混凝土支护，混凝土强度等级C45。祥见风化基岩段支护结构说明表（表三）。 第3节 支护工艺一、支护材料1、混凝土采用商品砼。2、钢筋竖筋、环筋采用级20锰硅钢筋，直径要求见风化基岩段支护结构说明表（表三）。二、砼配制与运输1、严格按照C45配合比作业2、砼配制与运输井筒使用商品砼，使用溜槽及溜灰软管浇注。三、支护方法施工掘进段高够4m后，使用4.0m段高YJM型液压整体金属模板砌壁。第四章 施工工艺第一节施工方法一、施工方案2#回风井0-30m施工方案1、施工前，将掘进断面的轮廓线画出，井口以下04m使用挖掘机掘进荒径为9.3mm，壁厚为850mm，0-4m采用钢筋砼支护，砼标
23、号c45，净径为7.6mm。安全出口拱部掘进2m，与第一模整体浇注。第一模上口用沙袋留出封口盘主梁梁窝不小于300mm。第二模4m中安全出口墙部1.5m与井筒同时掘进支护。钢筋砼。砼标号c45。风硐口采用300mm素灰浇注。2、临时封口材料使用25#工字钢，6网纹板。布置工字钢时，将提升口留出,提升口其它面焊上护栏与推拉门，网纹板布面时，焊接成一个整体。3、8-30m施工采用综合机械化配套设施、两掘一砌混合作业方式。4、30-80m施工采用综合机械化配套设备、一掘一砌混合作业方式。2、提升方式（一）、绞车未形成之前提升方式 1、中转稳车配合2m吊桶，钢丝绳采用30mm，吊桶装满系数0.9，电动
24、钩机配合人工出渣。2. 提升系统2.1 计算条件：H =44m H0=井深+井架高度=20+2444m2m3吊桶自重:728kg 2.2钢丝绳终端荷重：Q0=吊桶自重+0.9吊桶容积矸石单位重=728+0.921700=3060kg2.3、钢丝绳选型计算：钢丝绳单位长度重量:Ps= Q0/110B /ma H0 =8280/110180/6-200 =8280/3098=2.7kg/m根据以上计算，选用187+FC-30-1770钢丝绳，PSB=3.51kg/mPs,b=1770N/mm2180kg/cm2,破断力总和Qd=64647kg。钢丝绳安全系数校核： m=Qd/（ Q0+PsH0）=
25、64647/（3060+3.5144）=64647/3214=20 ma=6 2.4、稳车选型计算：钢丝绳作用在滚筒上的最大静张力：Fj= Q0+9.81PsbHO3060+9.813.5144=4575.06N根据以上计算，选用JZ-16/800A型稳车提抓岩机，其性能参数如下：型 号滚 筒最大静张力KN最大绳径mm容绳量m绳速m/min快/慢数量直 径mm宽 度JZ-16/800A1000125016040.58006/32.5、天轮选型计算：天轮直径：D20ds 即D2030=600mm D300 即D3002=600mm钢丝绳作用在天轮上的最大静张力：Fj=4575.06N根据以上载荷情况，选用天轮规格 12.5m，天轮
