1、0一矿三水平下延北三回风立井井筒-551m-940m 正常基岩段施工作业规程第一章 工程概况一矿三水平下延北三回风立井井筒布置在一矿北三工业广场内。井筒净直径为D6500mm，设计工程量为约 1075m（至-950m） 。井口中心坐标：X3744335.000，Y38437412.000，根据施工图纸资料及自然地坪标高，永久锁口标高 Z+125.00m，临时锁口标高 Z+123.60m，落底水平标高根据初步设计暂定为-950m，施工时可根据实际揭露的岩性情况适当进行调整。根据施工要求，+123.6m-260.0m 先施工井筒外壁，待外壁施工完毕后，再从下往上进行二次复壁，-260.0m-270
2、.0m 为壁座 I，进行整体浇注，-270.0m-551.0m为单层井壁冻结段，-551.0m-940.0m 为正常基岩段（其中包括腰泵房、休息硐室和壁座） 。正常基岩段具体特征参数如下表所示：一矿北三回风井正常基岩段具体特征参数表半径(m) 断面积(m 2)工程部位(m)段高(m) 净 掘 净 掘壁厚(mm)支护方式 备注-551m-922m 371 3.25 3.75 33.18 44.18 500 钢筋砼 基岩段-922m-930m 8 3.25 3.75/4.45 33.18 44.18/62.22 500/1200 钢筋砼 壁座-930m-940m 10 3.25 3.75 33.1
3、8 44.18 500 钢筋砼 基岩段腰泵房、休息硐室、壁座、揭过煤及过断层时施工方法、支护说明书、安全注意事项及其它施工情况另行编制施工措施补充。第二章 地质情况概述一、地层及构造根据井检孔揭露情况，井筒的地层自上而下有： 第四系（Q） 、三叠系下统刘家沟组（T 11） 、二叠系上统石千峰组（P 3shq） 、上石盒子组（P 31sh） 。 （附井筒预想柱状图） 。11、地层（1）二叠系上石盒子组（ P31 ）深度在 623.7m931.6m，主要由深灰色、灰色、灰绿色砂质泥岩、泥岩、紫红色斑状泥岩，其次为灰白色细中粗粒砂岩、粉砂岩和九、八、七煤组成。该组砂岩以灰白色细中粒长石石英砂岩为主，
4、硅质及钙质胶结，局部夹有灰色砂质泥浆条带及薄层泥岩，具有斜层理或缓波状斜层理，部分砂岩裂隙发育。 、（2）二叠系中统下石盒子组（P 2 ）深度在 931.6m1169.9m，层厚 238.3m，为第二含煤段。以灰色、灰绿色砂质泥岩为主，其次为灰白色，灰色及灰绿色细粒砂岩，中粒砂岩，粉砂岩及煤组成。中粗粒砂岩，主要成分为石英，长石及暗色矿物组成，局部砂岩层中含有少量菱铁矿结核，泥岩包裹体和白云母碎片，钙质胶结，中、厚层状，具斜层理及交错层理。2、构造根据井检孔揭露所有煤组的厚度差别不大，地层正常稳定，井筒位置没有大的构造存在。二、水文地质1、二叠系含煤地层段砂岩裂隙含水层：井检孔揭露本段厚 52
5、1.74m，含水层厚 122.39m，为孔隙裂隙承压水，富水性极弱。三、煤层与瓦斯井检孔见主要煤层 6 层，其中 4 层达到可采煤层的厚度，分述如下：九煤段（甲组段）：本段以平顶山砂岩底界为顶部分界。该段厚92.60110.60m，主要以灰色灰绿色砂质泥岩、泥岩及浅灰色灰白色细至中粒砂岩和炭质泥岩层组成。井检孔九煤不发育，都是以炭质泥岩形式存在。八煤段（乙煤段）：八煤在井检孔中不发育。该段厚 8991.08m，主要以灰色灰绿色砂质泥岩、泥岩及浅灰色-灰白色细至中粒砂岩和炭质泥岩层组成。七煤段：本段厚 107.22m，含煤两层，井深 865.5处为七 2 煤，厚度 0.5，井2深 877.4处，
6、厚度 0.3，均为不可采煤层。煤段上、下部泥岩有紫斑。该段以田家沟砂岩为底部分界。六煤段（丙煤段）：井深 974m，厚度为 0.9m，黑色粉末状，为可采煤层，其顶板为 6.67m 厚的灰黑色砂质泥岩，煤段上、下部泥岩有紫斑。五煤段（丁煤段）：井深 10471058.1m，其中丁 4 厚度为 0.44m，丁 5 厚度为0.49m，均不可采，丁 6 厚度为 2.01m，黑色粉末状，为可采煤层，其顶板为泥岩。丁6 煤层瓦斯成分 N2：57.23%，CO2：21.44%，CH4：21.44%，根据瓦斯分带划分标准，该点位于瓦斯风化带中。瓦斯含量分别为N2：2.24m3/tdaf，CO2：0.84m3/
7、tdaf，CH4：0.84m3/tdaf。甲烷含量值较低。井检孔煤层成果表 表 3-1井筒掘至距各煤组，大于 0.3m 煤层时，超前 10m 打探。掘至距煤层垂厚不少于 7m时，进行煤层“突出”危险性预测，根据预测结果，采取措施揭煤。四、防治水1、防治水的措施井筒执行防、堵、疏、排、截等方法，综合施用。2、截水随着井筒延深、井壁有少量漏水时，采取井壁预留截水槽的方法，可将少量漏水截入截水槽，集中排出。3、排水系统在井深 666m 区段为立井冻结法施工，不考虑排水问题。在普通法凿井施工中，当七2七32七 m七七 m七七m七 865.0()86.30586.3051974974974七11. .2
8、.(2)052.8.6.947.6.()05.9843井筒涌水量小于 10m3时，工作面的水用风泵抽至吊桶内，由吊桶提升排至地面。在井深 700m 左右位置设腰泵房，泵房内设两台 MD80-1336 型水泵，水从工作面用吊泵排至腰泵房，然后从腰泵房排至地面，形成分段接力排水。第三章 测量工作一、井口标定1、井筒中心的标定以近井点为基础，按地面一级导线采用极坐标法标定回风立井井筒设计中心及十字中心线，测角中误差不大于 2。回风立井井筒中心坐标：X3744335.000，Y38437412.000。2、井筒十字基点的标定根据主提升方位角标定十字基点，十字基点距井筒中心最小距离不得小于 15.0m，
9、点与点间距不得小于 20m，十字基点按规程要求埋设，两条十字线垂直程度不得大于10。二、井筒施工测量在井口锁口固定梁上，在井筒十字基点交点上，安装测量专用下线板，下线板孔径为 2mm 作为井筒中心。井筒施工时采用直径 1.8mm 高强碳素弹簧钢丝下放至井筒工作面，下挂专用重锤，测量人员一人留在吊盘观察钢丝是否自由悬挂，一人到井底立模。每次立模测量人员根据井筒中心严格按井筒设计半径施测东、西、南、北一组数据，记录在专用施工测量记录本上，作为移交资料。三、导入高程与相关硐室给向当井筒施工距相关硐室顶板 5m 位置时进入导入标高工作，使其正确控制相关硐室（休息硐室、井底连接处）顶板高度。导入标高必须
10、独立进行两次，两次导入高程的相对互差不得大于井筒深度的 1/8000。相关硐室给向：根据相关硐室设计方位角，在地面锁口盘上标出设计方位角，并在此方向线上标出两个下线点，将其设计方位用两根长钢丝传递到井下，移至相关硐室上方两侧井壁上，以此方向指导相关硐室短距离掘砌施工。4第四章 支护说明书正常基岩段段长为 389.0m，穿过的岩层以砂质泥岩、泥岩、砂岩为主。施工方案采用立井机械化配套设备，短段掘砌混合作业方式，段高 4.5m。井筒过膨胀粘土层、软岩、断层及围岩破碎带等不良地层施工时应采用锚网临时支护，确保施工安全。1、临时支护根据施工所揭露的岩石条件，当围岩稳定性较差时，采用锚网临时支护，锚杆1
11、81800mm 管缝锚杆，间排距 800800mm。金属网采用 6mm 钢笆网，规格900mm2100mm，网孔为 8080mm，搭接 100mm。施工时应根据岩层的走向及倾向具体确定锚杆眼的角度，以达到最佳效果。2、永久支护采用钢筋混凝土支护，钢筋为级螺纹钢，根据每段的具体情况，井壁厚度、钢筋及砼强度等级根据设计要求如下表所示：钢筋外层 内层工程部位(m)竖筋 环筋 竖筋 环筋连接筋砼等级壁厚(mm) 备注-551m-922m / / 2025020250 / C50 500 基岩段-922m-930m 2025020250 20250 20250 8500C50 500/1200 壁座-9
12、30m-940m 20250 20250 20250 20250 8500 C50 500 基岩段3、混凝土严格按照经实验室确认的配合比用 HZS120 系列强制式混凝土搅拌机现场配制（水泥、砂、碎石按规范要求检验合格后方可使用） ，经汽车运送到井口，采用3m3底卸式吊桶送砼至吊盘处，经吊盘上的溜灰槽流入三叉分灰器、埋吸管，均匀对称流入模板。使用风动振动器捣固。4、当井筒穿过稳定性较差的岩层及煤系地层时，可根据实际情况采取加强支护，如在软弱段采用锚网加砌碹支护。55、采用液压整体移动式钢模板砌筑井壁，段高 4.5m，风动振动棒捣固，模板采用3 台 JZ-16/1000 稳车单独悬吊。6、井壁外
13、层钢筋靠外侧布置，内层钢筋靠内侧布置，保护层厚度均为 50mm。竖筋接头均采用等强度机械套筒连接，套筒外径为 31mm，套筒长度为 60mm，套筒和钢筋丝扣应干净、完好无损，连接套筒的钢筋应牢固可靠，使用扭力扳手或管钳进行施工，将两个钢筋丝头在套筒中间位置相互顶紧，接头拧紧力矩不小于 200N.m，扭力扳手的精度5。竖筋按设计位置安装，用 18#扎丝把竖筋和环筋绑扎在一起，环筋的连接方式采用搭接，搭接长度不短于环筋直径的 35 倍，在搭接处用 12#铁丝进行绑扎，扎点不少于两处。 第五章 施工方法与工作组织一、施工方案根据井筒技术特征及设备配备，确定采用立井机械化配套装备、短段掘砌混合作业的施
14、工方案。凿井期间使用钢管井架，选用两套单钩提升系统，主提升为一台选用 2JKZ42.65/15 型矿井提升机，前 750m 挂 5m3吊桶出矸，750m 以后挂 4m3吊桶出矸，挂 3m3底卸式吊桶下料，副提升选用 JKZ32.5/20 型矿井提升机，前 750m 挂4m3吊桶出矸，750m 以后挂 3m3吊桶出矸，挂 3.0m3底卸式吊桶下料。打眼采用 SJZ-6.9 型伞型钻架配 YGZ-70 型凿岩机，装岩采用 HZ-6 型中心回转抓岩机，砌壁采用液压整体移动式钢模板砌筑井壁，段高 4.5m。混凝土由 HZS120 系列强制式混凝土搅拌机现场生产，经汽车运送到井口，采用 3m3底卸式吊桶
15、送砼至吊盘溜灰槽上方，经吊盘上的溜灰槽流入三叉分灰器、埋吸管，均匀对称流入模板。在井架二层台采用座钩式自动翻矸装置将矸石翻入溜矸槽，采用铲车配合自卸式汽车排运至排矸地点。二、施工方法1、掘进为了实现立井机械化快速施工，缩短围岩暴露时间，确保施工安全，正常基岩段施工主要采用减震、弱冲、光底、中深孔光面爆破技术。打眼采用 SJZ-6.9 型伞型钻架配 YGZ-70 型凿岩机，采用二阶直眼掏槽方式，一阶掏槽眼深度为 2.6m，二阶直眼掏6槽深度为 4.7m，其它炮眼深度为 4.5m，炮眼 55mm。正常段炸药采用煤矿许用乳化炸药配半秒延期导爆管进行爆破施工，药卷 45mm，药卷长度 400mm，14
16、 段半秒延期导爆管起爆，380V 动力电源地面放炮，装药结构为连续耦合装药，反向爆破，全断面一次起爆；距煤层 7.0m 前炸药采用煤矿许用乳化炸药配煤矿许用毫秒延期电雷管进行爆破施工，药卷 45mm，药卷长度 400mm，总延期时间不得超过 130ms，发爆器起爆，装药结构为连续耦合装药，正向爆破，全断面一次起爆。周边眼装药的药卷长度应不超过炮眼深度的1/2。在掘进中注意防止井壁片帮工作。若岩石较为破碎，无法用伞钻进行打眼放炮，可根据现场实际情况采用ZQHS-25/2.0型气动手扶式钻机带动43mm麻花钻杆，配备43mm煤钻头进行打眼，或采用小型挖掘机掘进，风镐刷帮。在实际施工中应根据井筒揭露
17、围岩的裂隙发育、地质构造、岩石硬度变化等情况，随时给予合理的调整，以达到理想的光面爆破效果。正常基岩段爆破说明书：荒径 7.5m 区段（绝对标高-551m-922m 和-930m-940m 区段，共计 381m）正常基岩段爆破参数图表装药量（kg）序号 炮眼名称眼深（m）圈径（m）眼数（个）眼距（mm） 卷/孔 小计起爆顺序联线方式 备注16 一阶掏槽 2.6 1.4 6 700 4 24 717 二阶掏槽 4.7 2.2 11 630 6 66 1831 一圈辅助 4.5 3.5 14 780 5 70 3250 二圈辅助 4.5 4.8 19 790 4 76 5177 三圈辅助 4.5
18、6.2 27 720 4 108 78115 周边眼 4.5 7.3 38 600 4 152 合 计 508.3 115 496 卷/362.08kg串并联f=46。炸药均选用45400mm 的煤矿许用乳化炸药，0.73kg/卷。采用反向装药结构。如岩性变化，可适当调整爆破参数。7910预期爆破效果表序号 名 称 单位 数量 备注1 炮眼深度 m 4.52 炮眼利用率 % 93.33 循环进尺 m 4.24 每循环爆破实体岩石 m3 185.65 每循环炸药消耗量 kg 362.086 每循环雷管消耗量 发/m 1397 单位原岩炸药消耗量 kg/m3 1.958 每米井筒炸药消耗量 kg/
19、m 86.219 每循环炮眼长度 m 508.310 爆破正规循环率 % 9011 月爆破循环次数 个/月 21.72、装岩装岩采用HZ-6型中心回转抓岩机，其实际生产能力为：3040m 3/h。3、提升、排矸两套单钩提升系统，主提升为一台选用2JKZ42.65/15型矿井提升机，前750m挂5m 3吊桶出矸，750m以后挂4m 3吊桶出矸，挂3m 3底卸式吊桶下料，副提升选用JKZ32.5/20型矿井提升机，前750m挂4m 3吊桶出矸，750m以后挂3m 3吊桶出矸，挂3.0m3底卸式吊桶下料。在井架二层台采用座钩式自动翻矸装置将矸石翻入溜矸槽，采用铲车配合自卸式汽车排运至排矸地点。4、砌筑采用液压整体移动式钢模板砌筑井壁，全长4.95m，段高4.5m，砌壁模板由地面3台JZ-16/1000型稳车悬吊，利用稳车操平找正。采用主、副提升绞车均配备3.0m底卸式吊桶下放混凝土。当掘够一个段高4.5m，开始落刃脚并操平找正、绑扎钢筋、下放模板并操平找正，在吊盘上盘固定好溜灰槽，从搅拌站运送来的混凝土由输送混凝土泵车经井口输送泵管流进底卸式吊桶内，吊桶经绞车运送到溜灰槽上方500mm处停车，混凝土经溜灰槽流入三叉分灰器、埋吸管，均匀对称流入模板。
