丁家梁煤矿主井井筒过砾石层施工安全技术措施一、 编制依据1、 丁家梁主井井筒及相关俩室掘砌施工组织设计2、 丁家梁矿主井井壁结构平、剖、断面图3、 丁家梁矿主井检查孔资料及主井预想柱状图4、 丁家梁煤矿主井井筒钻孔偏斜图4、 《煤矿井巷工程质量验收规范》(GB50213-2010)5、 《煤矿井巷工程施工规范》(GB50511—2010)6、 《煤矿井巷工程质量检验评定标准》MT 5009-947、 《煤矿安全规程》(2011年版)二、 工程概况丁家梁煤矿主井井筒设计净直径6 5m,井口设计标高：+1244. 0m (0相当于绝对标高 +1244. Om),井筒深度：904mo冻结表土段深度278m,冻结设计深度645mo目前井筒正在施 工冻结表土段外壁，掘砌深度:238. 3mo根据《丁家梁矿主风井检查孔资料及主井预想柱状 图》预计：井筒在垂深265. Im位置揭露砾石层，厚度13. 5m (265. 1-278. 6m)为确保安全、 快速通过该段砾石层，特编制本措施指导施工该段井筒技术参数详见表2.1表2.1 主井井筒外壁井深265. 1-278. 6m技术特征表钢筋(nun)外壁 净直径 (m)外壁 荒直径 (H1)外壁 荒断面 (nf‘)壁厚(mm)磔等级备注竖筋环筋虫22@250虫25㈣2006.27.322.9500C55铺设50mm厚聚 苯乙烯泡沫说明：钢筋保护层均为lOOim。
三、 工程地质根据《丁家梁矿主风井检查孔资料及主井预想柱状图》预计在垂深：265.1-278. 6m位 置为砾石层，厚度13. 5m,该砾石层：杂色，巨砾，母岩以细粒砂岩为主，间隙有泥质和砂 质充填四、 施工方案根据现有设备、人员、井下实际揭露砾石层坚硬程度及其他因素考虑两种施工方案第 一种方案：利用现外壁施工方案通过该砾石层，即人工配合挖掘机出砰(),采用整体金 属下行模板砌壁，掘砌段高为3.6m第二种方案：钻爆法施工通过该段砾石层即施工时H采用手抱钻(YT29A型风钻)或 SJZ-6. 7型伞钻打眼，爆破材料采用煤矿许用-15抗冻型乳化炸药及抗杂散毫秒延期电雷 管，放炮后中心回转抓岩机出砰，整体金属下行棋板砌壁，掘砌段高为3.6m同时，根据围岩的情况，确定井筒临时支护方案根据《丁家梁煤矿主井井筒钻终孔偏斜图》：F1〜F14为内圈辅助冻结孔，其中辅助孔 冻结孔（F3）距井筒荒径最短为1.411m，满足放炮要求（距冻结管大于1.2m）其他冻结孔 距荒径详见表4. Io表4.1 丁家梁煤矿主井井筒钻孔偏斜图（-265m〜-278m）孔号-265m —278m距井筒荒径距离孔号-265m —278m距井筒荒径距离F11091F82023F21894F91372F3662F101143F41681F111637F5980F121522F61764F131142F72039F141819使用第一种方案时，严格按照《丁家梁煤矿主井井筒冻结表土段施工作业规程》中各项 规定,故不在提及。
本措施重点阐述第二种施工方案五、施工方法（一）掘进手抱钻（YT29A型风钻）或SJZ-6. 7型伞钻打眼,B22X 2500mm六角中空合金钢钎配中 42mm +字型合金钻头打眼，煤矿许用-15抗冻型乳化炸药和毫秒延期电雷管（其最后一段 的延期时•间不得超过130ms）1. 炮眼深度：根据施工情况确定炮眼深度为2m2. 炮眼角度：掏槽眼、辅助眼炮眼角度均为90 ,周边眼角度为86 o3. 炮眼布置：工作面共布置5圈炮眼，详见炮眼布置图，炮眼布置图见附表14. 装药结构及连线：使用药卷直径6 32mm、药卷长度为200rnni和1〜5段毫秒延期电雷管 装药方式为：正向连续集中装药，使用炮泥充填炮眼5. 爆破工作：使用地面380V交流电起爆，电源由井曰低压配电室提供由一路MY-3X50+1 X25单独悬吊的放炮电缆至井下吊盘，吊盘至工作面用2X4mm2电缆作为放炮母线，雷管脚 线与母线之间用18’铁丝作为连接线 丁家梁煤矿主井井筒砾石段爆破参数表圈别炮眼名称眼号眼数 (个)眼深 (m)角度眼距 (mm)圈径 (m)装药量装药系数起爆 顺序装药方式Kg/眼Kg/圈1掏槽眼1-882. 2906101. 61. 058.40. 6I正向连续2辅助眼9-22142906903. 10. 912. 60. 6II正向连续3辅助眼23-42202907204. 60. 9180.6ITT正向连续4辅助眼43-682629072060. 923. 40. 65周边眼69-1124428650070. 313. 20. 2IV正向连续合计11275. 6 家梁煤矿主井井筒砾石段预期爆破效果表序号爆破指标单位数量1炮眼利用率%902每个循环进尺m23每循环爆破实体岩石m381. 394每循环炸药消耗量Kg75. 65每循环雷管消耗量发1126单位原岩炸药消耗量Kg/m30.97单位原岩雷管消耗量发福1. 348每循环炮眼总长m225. 69每米井筒炸药消耗量kg/m37. 810每米井筒雷管消耗量发/m5611每米井筒炮眼消耗量m/m112. 812单位原岩炮眼消耗量m/m32. 7丁家耕矿主糊解石段觥布置图0 51—73DDinnnodoN注：施工时，若岩石硬度等条件发生较大变化时，参数作相应调整。
6. 出砰：装岩采用HZ-6型中心回转抓岩机,主提JKZ-3.2X3/18、副提JK-2.5X2/20提 升绞车分别挂4m3吊桶和2m3吊桶提升，经翻砰平台溜槽将砰石翻到地面，ZL-50B型装载 机配自卸汽车将砰排到甲方指定地点7. 临时支护：若围岩不稳定时除加强井帮管理外，每出砰2m高度，进行锚网临时•支护, 锚杆选用（p45mmX 1200 mm管缝式锚杆，间排距800X800 mm左右，网片采用（p6mm盘圆 加工 2000X 1000 mm 钢筋网，网格 100x100mmo（二） 钢筋绑扎*出砰找平够循环段高时，进行钢筋绑扎工作竖筋采用等强度直螺纹套筒机械连接， 环筋采用搭接绑扎式连接，竖筋间距O22@250m，环筋排距025@200m,环筋搭接长度 875mm环筋绑扎选用18”铁丝，每个搭接头不少于三道扎丝，每道为双股铁丝，钢筋绑扎 要做到横平、竖直，间排距按设计均布，螺纹连接接头要在同一水平，钢筋保护层为外层 100mm钢筋间排距、保护层厚度控制采用钢尺量测；并由汽班技术员先自检合格，再通知 矿方、监理现场验收合格后，方可进行下一道工序施工三） 立模钢筋绑扎完并经矿方和监理验收合格后，使用BYQ型脱模机脱模，并通知地面信号工 操作稳车下落模板至工作面上方50mm尽量水平后，将模板撑开（油缸行程达90%）,测量 人员采用标准尺杆根据井筒中心线严格按照设计尺寸校正模板。
先用尺杆校正收缩逢对侧并 落实在工作面上，然后调整模板周边尺寸到设计要求并落实工作面上，最后撑开模板油缸到 规定位置，打好模板收缩缝处的支撑，并将模板绳稍微带紧，经矿方及监理人员验收合格后 即可进行佐浇筑工作四） 佐浇筑井壁碌由地面搅拌站配制，地面搅拌好的佐经底卸式吊桶接料下井，经溜灰管入模；入 模佐采用震动棒震捣密实入模前必须在甲方、监理的监督下做塌落度试验以及测径温度， 塌落度满足要求方可入模，佐入模温度不低于15C,入模后的佐指定专人负责采用高频振 动棒加强振捣密实，位浇筑基本结束后，及时移动溜灰管至各个模板浇灌口，慢速放灰入模, 并及时用振动棒振捣密实，井壁接茬灌满合严，然后将模板绳带紧，井曰及吊盘专人看管模 板绳的张紧程度，最后清理模板、分灰器及溜灰系统，溜灰系统上井后，即可恢复井筒掘进六、劳动组织及作业循环井筒砾石段施工实行二掘一砌正规循环作业方式，将施工循环分为钻眼爆破、出砰找平、 立模砌壁和出砰清底四大工序，相应成立四个专业班组，实行“滚班”制作业详见表 6.1砾石段段掘砌循环图表 表6.1 砾石段段掘砌循环图表班 别工序名称工时时 间（小时）时分123456I荆 U1-I 石 班交接班10一下伞钻及凿岩准备301L141*1 石2301 1伞钻升井101 1装药联线放炮1101通风安检401 ■清 底 班交接班10—出砰301清底3AllA 1*1Uu 有 班交接班10—下伞钻及凿岩准备3011 1 1凿岩2301 1伞钻升井101 1 f装药联线放炮1101通风安检401 ■出 砰 班交接班10一接管路风筒3011 —出砰找平3001 1砌 壁 班交接班10一脱模立模111 浇注磔340—1 1清底班交接班10出肝301清底350■说明：一个循环26小时10分，循环率80%,炮眼深度4m （两次放炮总深度），循环进尺3.6mc七、施工辅助系统1、 凿井设备布置主井井筒利用永久井架，布置两套单钩提升。
2、 提升系统主提JKZ-3.2/18、主提JKZ-2.5/18提升绞型绞车分挂5m3吊桶和3m3,将砰（） 提升上并3、 通风系统井筒施工采用2台FBD-No6.3/2X30型（一•台备用）防爆对旋式局部通风机配一路 中800mm阻燃胶质风筒向工作面供风，满足施工用风需要风机设在井口南侧20m左 右，风筒通过二层平台。