产1200万吨麻家梁主立井井筒掘砌工程施工组织设计.doc

同煤集团麻家梁主立井井筒掘砌工程施工组织设计中煤第一建设公司第十工程处二八年九月五日目 录前言：1第一章 工程概况3一、矿井简介3二、工程特征4三、井筒工程地质与水文地质情况7四、瓦斯与煤尘22第二章 凿井施工方案及机械化作业线配置23一、施工方案的确定23二、机械化作业线配置23（一）机械化作业线配置方式及内容23（二）凿井设备选型及辅助系统设置28第三章 施工准备工作及施工总平面布置56一、先期施工条件56二、技术准备56三、施工人员进场56四、工程准备56五、井筒施工准备59第四章 井筒及相关硐室施工工艺62一、井筒施工顺序62二、井筒030m施工62三、冻结段施工64四、基岩段施工70五、井筒相关硐室施工方法80六、井筒涌水的综合治理81七、劳动组织及循环作业方式81第五章 进度计划与工期保证措施87一、进度计划与工期安排88二、工期保证措施90第六章 资源配置及主要技术经济指标91第七章 工程质量目标及保证措施96一、工程质量目标96二、工程质量标准96三、质量保证体系96四、质量控制点96五、保证工程质量的主要措施96第八章 安全技术措施102一、安全管理组织机构102二、各项安全管理制度105三、专项组织技术措施109第九章 文明施工、环保、消防措施127一、文明施工127二、环境保护措施127三、消防措施128四、安全质量标准化施工措施128第十章 施工中需要补充的作业规程和专项措施130同煤集团麻家梁主立井井筒掘砌工程施工组织设计前言：同煤集团麻家梁矿位于山西省朔州市，隶属大同煤炭集团有限责任公司，设计年产1200万吨，矿井采用主、副、风立井开拓方式。井筒工程采用冻结法施工，井筒冻结由中煤第一建设公司特凿处负责，主立井和回风立井井筒掘砌工程由中煤第一建设公司第十工程处承建。一、编制原则：认真执行国家各项建设方针和安全政策法规，在确保施工安全、工程质量和工期目标的前提下，科学合理地组织施工。积极推广应用新技术、新工艺、新设备、新材料，优化施工方案，合理安排施工顺序，组织平行交叉作业，加快施工准备工作进度。提高机械化水平，改善工作环境和劳动条件，提高劳动生产率，缩短建井工期。合理安排资源和劳动组织，有计划、有重点地组织人力和物力，确保各项经济技术指标的全面实现，以获得社会经济效益。控制措施工程，降低工程成本。搞好文明施工和环境保护。二、编制依据：1.主立井井筒剖面图及钢筋明细表、主立井井筒平、断面图（S1714-111G-1、S1714-111G-2）。2.主立井工程施工合同、招标文件及质疑，主立井井筒检查J1号钻孔综合柱状图。3.煤矿安全规程(2006年版)、矿山安全法、安全生产法。4.矿山井巷工程施工及验收规范(GBJ213-90)5.煤矿井巷工程质量检验评定标准(MT5009-94)6.混凝土工程施工质量验收规范(GB50204-2002)7.锚杆喷射混凝土支护技术规范(GB50086-2001)8.混凝土质量控制标准(GB50164-92)9.煤炭建设工程质量技术资料管理规定与评级办法(1999年版)10.建井工程手册(2003年版)11.凿井工程图册(1998年版)12.国务院关于预防煤矿生产安全事故的特别规定13.其它与本工程有关的国家及部颁现行的各种技术规范、规程和规定。14其他有关技术资料。第一章 工程概况一、矿井简介麻家梁井田位于山西省朔州城东南部、朔南矿区南部，行政区划属朔州市管辖。山西省国土资源厅审核确定的井田范围为东经11222001122930，北纬390800391430，面积104.16km2。建设单位为同煤集团麻家梁矿，设计单位为煤炭工业太原设计研究院。矿井开拓方式为立井开拓，建设规模1.20Mt/a，由矿方解决矿井三通一平。本区交通方便，北同蒲铁路、大运公路在井田西部通过，北同蒲铁路在矿区内设有朔州、前寨、黎元头三站，神（木）朔（州）铁路线、朔（州）黄（骅港）铁路线在井田西北部通过。神朔铁路线、朔黄铁路线、北同蒲铁路线三者交汇于朔州站，朔州火车站北上大同129km，南下太原226km，公路以朔州城区为中心，可通往大同、太原及周边城镇。大（同）运（城）公路从井田西侧通过，井田内及附近有多条县际公路通过，可谓公路网四通八达。附：交通位置图二、工程特征主立井井深602.8m，井筒净直径9.0m。表土段380m，基岩段222.8m。主立井表土段采用冻结法施工，冻结段井壁设计为双层钢筋混凝土井壁结构，外壁与冻结壁之间铺设泡沫塑料板，内外壁之间铺设双层聚乙烯塑料板夹层。混凝土设计标号C30C50。钢筋竖筋采用直螺纹连接，环筋采用搭接。基岩段井壁为单层素混凝土，混凝土标号C30。附表：主井井筒主要技术特征表主井井筒井壁结构表附图：主井井筒井壁结构剖面图 主井井筒井壁结构断面图 主立井井筒技术特征表名 称单 位麻家梁主立井井口坐标纬距（X）m 4339423.226经距（Y）m37622620.000井口高程m+1202.500井筒倾角90井底高程m+600.000井筒设计长度m602.8井筒表土冻结段长m386井筒壁座m3.086井筒基岩段段长m222.8井筒直径表土段净mm9000掘进mm11750/12650基岩段净mm9000掘进mm10200断面积净m263.62掘进表土段m2108.43/125.68基岩段m281.72支护材料表土段钢筋混凝土基岩段素砼主井井筒井壁结构表区 段井筒直径（mm）井壁厚度（mm）混凝土标号名 称起止深度（m）外壁内壁合计外壁内壁冻结段0-890008-15090006507001350C35C35150-363900080010001800C45C50363-378900080010001800C45C45378-38090001000C45C45基岩段380521.114，522.5602.89000600C30C301号壁座521.114522.59000C30C30井筒结构断面图三、井筒工程地质与水文地质情况1、工程地质情况1）地层根据钻孔揭露和井田外围出露，区内地层由老到新依次有下古生界奥陶系、上古生界石炭系、二迭系及新生界地层。现分述如下：A.奥陶系（O）仅发育中、下统。为含煤建造基底，广泛出露于井田南部外围，构成高山地貌。下部以灰黄、黄白色白云质灰岩为主，夹薄层状灰岩，上部深灰、灰色厚层状灰岩，夹棕色豹皮状石灰岩、泥质灰岩和绿色钙质泥岩，出露厚度约555m。钻孔揭露最大厚度100m。B.石炭系（C）a.中统本溪组（C2b）平行不整合于奥陶系石灰岩侵蚀基准面之上。按岩性及发育情况可分为上下两段：下段：由本组底至本溪第二层灰岩顶部。岩性主要由两层稳定或稳定发育的铝土泥岩、石灰岩及泥灰岩组成，局部夹泥岩、透镜状砂岩及12层煤线。底部的山西式铁矿仅零星发育。本段厚约25m。上段：主要由碎屑岩、泥岩、铝土质泥岩，12层薄层状石灰岩，泥灰岩以及12号和13号煤层组成。本段厚约19m。钻孔揭露该组地层厚度23.6844.27m，平均34.57m，呈由北向南逐渐变薄的趋势。b.上统太原组（C3t）为本区主要含煤地层，连续沉积于本溪组地层之上，依其是否含主要可采煤层，可分为上下两段。下段：由K1砂岩底至7号煤层顶板泥岩。主要由细碎屑岩、泥岩、泥灰岩和45层煤组成。9号煤层为全区稳定可采煤层。下段厚约12m。上段：主要由碎屑岩、泥岩、铝土质泥岩和23层煤层组成，碎屑岩以K2和K3砂岩发育较好。本段厚约31m。太原组地层最大厚度为98.65m，最小厚度为62.70m，平均80.43m。C.二迭系（P）a.下统山西省组（P1s）本区主要含煤地层之一。连续沉积于太原组地层之上，按含煤性及岩性组合特征，以K5砂岩顶为界，分为上下两段。下段：主要由粗碎屑岩、泥岩和全区稳定可采的4号煤层组成。碎屑岩以K4和K5砂岩发育较好。本段泥岩主要为4号煤层的顶、底板泥岩，顶板泥岩常被K5砂岩替代；底板泥岩常相变为高岭质泥岩。本段厚约35m。上段：主要由碎屑岩、泥岩、砂质泥岩和23层薄煤层组成。本段厚约46m。山西组地层最大厚度107.34m，最小厚度60.55m，平均86.84m，总体呈北厚南薄的变化趋势。b.下统下石盒子组（P1x）与山西组整合接触。岩性以黄绿色、灰绿色、灰黄色、灰色粗、中、细粒砂为主，砂岩岩屑含量明显增加，且多含砾。夹灰绿色、紫色、紫斑团块状砂质泥岩、泥岩、鲕状泥岩及铝土质泥岩。该组地层最大厚度148.91m，最小厚度91.90m，平均125.70m。c.上统上石盒子组（P2s）与下石盒子组整合接触。分布于井田南部及其外围。岩性以紫色、灰黄色、灰绿色砂质泥岩、泥岩为主，夹紫色、灰绿色、黄灰色粗砂岩、粉砂岩、铝土质泥岩。区内仅南部有不完整分布，钻孔揭露本组残留厚度342.93m。D.新生界（KZ）主要为第四系松散沉积。不整合于下伏地层之上。岩性以灰色、灰绿色、浅红色、红黄色亚沙土、沙质粘土为主，夹24层56m厚的中细沙层，局部含12层56m厚的砂砾层。区内新生界厚度变化较大，钻孔揭露的最小厚度为57m（63234）孔，最大厚度大于786.40m（37041）孔，但一般厚度均在150300m之间，平面上大致呈东厚西薄的变化趋势。附图：井筒检查J1号钻孔综合柱状图井筒检查J1号钻孔综合柱状图地层单位层序号累深（M)层厚(M)岩石名称地层单位层序号累深（M)层厚(M)岩石名称新生界第四系Q10.50 0.50 耕植土古生界二叠系上石盒子组P2s82276.85 0.95 粉砂质泥岩219.80 19.30 粉砂土83281.00 4.15 粉砂岩325.20 5.40 粉砂质粘土84283.50 2.50 泥岩434.00 8.80 粉砂土85286.60 3.10 中粒砂岩536.00 2.00 细砂86294.00 7.40 含砾粗砂岩656.60 20.60 粉砂土87296.60 2.60 泥岩784.80 28.20 粉质粘土88299.00 2.40 细砂岩885.30 0.50 细砂89302.50 3.50 泥岩988.00 2.00 粉砂质粘土90304.80 2.30 粉砂质泥岩1089.50 1.50 中砂91306.80 2.00 细粒砂岩1196.40 6.90 粉砂质粘土92311.70 4.90 含砾粗砂岩1297.00 0.60 中砂93323.10 11.40 粉砂质泥岩13108.00 11.00 粉砂质粘土94235.70 2.60 粗粒砂岩14109.00 1.00 细砂土95330.70 5.00 砾岩15117.50 8.50 粘土二叠系下统石盒子组P1X96335.20 4.50 泥岩16118.00 0.50 粉砂质粘土97338.20 3.00 含砾粗砂岩17118.50 0.50 细砂土98346.00 7.80 泥岩18119.50 1.00 粉质粘土99352.80 6.80 含砾粗砂岩19122.90 3.40 粘土100256.30 3.50 泥岩20123.50 0.60 中砂101370.30 14.00 含砾粗砂岩21123.90 0.40 粘土102383.30 13.00 中粒砂岩22124.90 1.00 中砂103379.20 13.90 泥岩23126.10 1.20 粉砂质粘土104400.00 2.80 细粒砂岩24128.60 2.50 粘土105412.90 12.90 中粒砂岩25129.50 0.90 粗砂106413.70 0.80 细粒砂岩26135.00 5.50 粉质粘土107416.60 2.90 中粒砂岩27139.10 4.80 粘土108425.80 9.20 泥岩28143.30 3.50 细砂土109430.80 5.00 砂质泥岩29145.00 1.70 中砂110434.10 3.30 含砾粗砂岩30150.30 5.30 粉质粘土111437.80 3.70 粉砂岩31153.00 2.70 中砂112440.70 2.90 中粒砂岩32155.50 2.50 粘土113441.80 1.10 细粒砂岩33156.50 1.00 粉砂质粘土114450.30 8.50 粉砂质泥岩新生界第三系N34158.70 2.20 中砂115454.20 3.90 中粒砂岩35160.30 1.60 粉砂质粘土二叠系下统山西组P1S116460.60 6.40 砂质泥岩36160.30 0.40 中砂117462.40 1.80 细粒砂岩37164.30 3.60 粘土118471.70 9.30 粉砂质泥岩38168.30 4.00 高岭质粘土119474.70 2.70 粗粒砂岩39172.70 4.40 粘土120479.00 4.60 粉砂质泥岩40175.20 2.50 中砂121490.80 11.80 粗粒砂岩41176.20 1.00 粘土122498.30 7.50 粉砂质泥岩42175.20 2.50 中砂123501.90 3.60 粗粒砂岩43176.20 1.00 粘土124503.80 1.90 粉砂质泥岩44178.30 2.10 粉质粘土125505.80 2.00 细粒砂岩45178.90 0.60 粘土126506.80 1.00 泥岩46179.60 0.70 中砂127513.40 6.60 煤47183.80 4.20 粉砂质粘土128518.80 2.60 砂质泥岩48184.80 1.00 细砂129523.20 4.40 细粒砂岩49189.80 5.00 粉砂质粘土古生界石炭系上统太原组C3t130525.03 1.83 砂质泥岩50191.40 1.60 中砂131526.23 1.20 煤51194.00 2.60 高岭质粘土132532.50 6.27 泥岩52201.60 7.60 粘土133533.50 1.00 煤53203.00 1.40 粉砂质粘土134534.80 1.30 粉砂质泥岩54204.10 1.10 粉砂土135536.20 1.40 泥岩55206.80 2.70 粗砂136541.40 5.20 砂质泥岩56210.20 3.40 粉砂土137547.50 6.10 中粒砂岩57210.90 0.70 粉砂质粘土138550.50 3.00 泥岩58215.00 4.10 粘土139556.70 6.20 铝土质泥岩59220.60 5.60 粗砂140559.80 3.10 泥岩60222.00 1.40 粉砂质粘土141561.00 1.20 煤61226.00 4.00 中砂142567.90 6.90 细粒砂岩62228.50 2.50 粉质粘土143572.90 5.00 泥岩63230.80 2.30 粘土144587.30 14.40 煤64233.50 2.70 粉沙土145596.30 9.00 泥岩65236.90 3.40 粘土146605.40 9.10 粉砂质泥岩66237.70 0.80 细砂147615.30 9.90 含砾粗砂岩67240.10 2.40 粉质粘土石炭系中统本溪组C2b148620.57 5.27 泥岩68243.90 3.80 粉砂质粘土149625.30 4.73 铝土质泥岩69244.50 0.60 粉沙土150629.50 4.20 细砂岩70250.60 6.10 中砂151631.00 1.50 泥岩71253.00 2.40 粉砂质粘土152635.00 4.00 灰岩72258.20 5.20 砾沙153641.50 6.50 泥岩73261.70 3.50 粉质粘土154644.00 2.50 细砂岩74264.50 2.80 中砂155647.00 3.00 铝土质泥岩75266.20 1.70 粉质粘土奥陶系Q2156658.15 11.50 石灰岩76266.90 0.70 细砂77270.70 3.80 粘土78271.90 1.20 粉沙土79273.30 1.40 粉质粘土80273.60 0.30 中砂81275.90 2.30 粘土2）断层本井田发育之断层均为高倾角正断层，钻探很难直接控制。而详查阶段的综合勘探，由于物性条件所限，33线以南50km2无法进行2维地震。所以井田内16条断层钻探直接控制的仅有4条F35、F22、F44、F2-1，其它断层均由地震直接控制，钻探间接控制。井田内发育断层16条，其中落差100m的2条，即F2（张家咀断层）、F20断层，50100m断层3条F35、F22、F23，小于50m的11条。以下对井田内落差100m的断层逐条叙述，其余断层见表1。a.F2（张家咀断层）位于本井田东南部。正断层，由东部34220孔东侧进入本井田，并在南部41081孔东侧延出区外。区内走向NE45，倾向东南，倾角6070，展布长度大于6500m，断层落差自北向东向西南逐渐变小，区内最大落差为300m。b.F20断层为井田北部最大断层。正断层，走向在区内西部为NE45，中部为NE60，东部为NE25，倾向北西，倾角70，展布长度大于13000m。落差在65线附近最大，为180m，向西南逐渐变小，至32号孔东侧落差变为60m左右，并经29勘探线南延出区外；向北东过66线延出区外。受F22、F34两条断裂构造影响，其间地层上抬，形成了“地垒”构造。3）煤层A.含煤性井田含煤地层为山西组、太原组和本溪组，煤系地层总厚200m左右，共含煤13层，煤层总厚平均23.80m。山西组和太原组为井田主要含煤地层，其中山西组含煤4层（1、2、3、4），煤层平均总厚6.30m，含煤系数7.38%，太原组含煤7层（5、6、7、8、9、10、11），煤层平均总厚18.62m，含煤系数23.41%。表1 断层情况一览表断层编号断层性质产状落差（m）延伸长度（m）控制程度走向倾向倾角（）F34正NE510NW70707000可靠F22正NE5SE70856300可靠F23正北端NE015E70558000可靠F33正NE16SE70404300可靠F35正NW18NE70251500可靠F36正NE2NW7020960参考F37正NE42NW7015900参考F43正NE11NW7020850参考F44正NE3NW70171100可靠F45正NE6NW7020750参考F48正NE7SE70201240参考F49正NE30SE70151000参考F2-1正NE45SE70301800参考F20-1正NE45NW70451700基本可靠本溪组含煤2层（12、13），煤层总厚0.33m，含煤系数0.15%，不含可采煤层。井田可采煤层有3、4、5、6、8、9-2、9、11号共8层煤。其中4号和9号煤层为本区主要可采煤层，其储量分别约占本区总储量的30%和55%，其余为局部可采煤层。区内无煤层出露，均为新生界松散层覆盖。B.可采煤层特征3号煤层3号煤层位于山西组中部，上距2号煤层约13m，下距4号煤层约18m。厚度01.15m，平均0.42m，含01层夹矸，夹矸岩性为泥岩，厚度0.4m以下，一般位于煤层的中下部。顶板以泥岩为主，底板以泥岩、高岭质泥岩为主。煤层层位不稳定，厚度变化较大，属局部可采的不稳定煤层。井田内仅25线附近可采，其余均不可采。4号煤层4号煤层位于山西组下部，是本区主采煤层之一，下距5号煤层约510m。厚度1.3511.09m，平均6.32m，可采系数100%。结构复杂，含09层夹矸，夹矸岩性以泥岩、炭质泥岩、砂质泥岩为主，也有高岭质泥岩及粉砂岩，厚度变化较大，一般在0.5m以下，个别点夹矸大于最低可采厚度，夹矸层位不稳定。顶板以泥岩及砂岩为主，底板以泥岩、高岭质泥岩为主。煤层层位稳定，厚度有一定变化，属全区可采的稳定煤层。煤厚总体呈南厚，中部及北部较薄的变化，其中29线以北存在一个北东向的厚度变薄带，变薄带内煤厚小于4m，4号煤层由北向南变厚，35线以南即是4号煤系发育最好的地区，总体形态为顶平、低不平的厚煤层。4号煤层结构复杂，夹矸层数、层位及厚度变化较大，以含23层夹矸的情况多见。5号煤层5号煤层位于太原组顶部，下距6号煤层约8m。厚度02.13m，平均1.18m，可采系数67%，含02层夹矸，多为一层，夹矸一般位于煤层中部，厚度0.4m以下，岩性较细，为泥岩、炭质泥岩及高岭质泥岩。顶板岩性以泥岩为主，底板岩性以砂岩和砂质泥岩为主。煤层层位基本稳定，厚度变化较大，属局部可采的不稳定煤层。煤层的发育方向呈南北向，可采区和不可采区相间分布，在可采区范围内，煤厚由中间向四周变薄。6号煤层6号煤层位于太原组中下部，下距8号煤层平均间距为25m，厚度02.20m，平均0.78m，可采系数46%，含03层夹矸，一般不含夹矸或仅含一层，夹矸岩性较粗，为粉砂岩、细砂岩及泥岩，厚度0.2m左右，夹矸多位于煤层中下部。顶板岩性以泥岩为主，底板以粉砂岩为主。煤层层位基本稳定，厚度变化较大，北南有分叉现象，下分叉形成6下煤层，分叉区内6号煤层不可采，6号煤层属局部可采的不稳定煤层。煤厚总体呈北厚南薄的变化，可采区和不可采区呈穿插分布。分叉区上下分煤层厚度大都在可采厚度之下。8号煤层8号煤层位于太原组中部，下距9号煤层的平均间距为13m。厚度02.00m，平均0.94m，可采系数65%，含04层夹矸，一般为2层，厚度0.2m左右，岩性以泥岩、炭质泥岩为主，其中以下部的一层夹矸比较稳定，顶底板岩性均以泥岩为主。煤层层位稳定，厚度有一定的变化，属全区基本可采的不稳定煤层。9-2号煤层9-2号煤层位于太原组下部，是9号煤层的分叉层，下距9号煤层0.810m左右，厚度2.499.86m，平均6.96m，含06层夹矸，厚度0.35m左右，岩性以高岭质泥岩、泥岩为主，顶板以细砂岩、泥岩为主，底板以泥岩为主。9-2号煤层仅分叉区内见到，其余地方均与9号煤层合并，9-2号分叉区内煤厚比较稳定，属局部可采的不稳定煤层。9号煤层9号煤层位于太原组下部，本区主采煤层之一，下距10号煤层约25m。厚度1.1518.16m，平均11.15m，可采系数100%。含211层夹矸，一般35层，岩性以泥岩、炭质泥岩及高岭质泥岩为主，夹矸厚度变化较大，多在0.30m以下。顶板岩性以泥岩、砂岩为主，底板以泥岩为主。煤层层位稳定，厚度因局部地方分叉有一定的变化，但规律性强，故9号煤层属全区可采的稳定煤层。煤厚除分叉区小于10m外，其余地方煤厚皆大于10m，其中北部及东南部（35线附近）较厚。9号煤层以含35层夹矸的居多，且下部多于上部。11号煤层11号煤层位于太原组底部。厚度04.24m，平均1.43m，可采系数46%。含04层夹矸，一般12层，夹矸厚度多在0.2m左右，岩性以泥岩、炭质泥岩为主，夹矸多位于煤层的中上部和下部，以中上部的一层较为稳定，在局部地带，下部夹矸大于最低可采厚度。顶板以泥灰岩及泥岩为主，底板以泥岩及砂岩为主。煤层层位比较稳定，厚度有一定的变化，属全区基本可采的不稳定煤层。表2 可采煤层特征表煤层厚度（m）平均间距(m)夹矸层数结构特征容重（t/m3）顶板岩性底板岩性稳定性最小最大平均301.150.421801简单1.34泥岩泥岩、高岭质泥岩41.3511.096.3209复杂1.44泥岩、砂岩泥岩、高岭质泥岩稳定510502.131.1802简单1.44泥岩砂岩、砂质泥岩不稳定8.0602.200.7803简单1.42泥岩粉砂岩不稳定25802.000.9404简单1.41泥岩泥岩不稳定139-22.499.866.9606复杂1.44细砂岩、泥岩泥岩91.1518.1611.15211复杂1.40泥岩、砂岩泥岩稳定6.71104.241.4304较简单1.44泥灰岩、泥岩泥岩、砂岩不稳定2、水文地质情况麻家梁井田位于神头岩溶泉域水文地质单元区内。依据岩性、富水性以及地质时代的差异，井田划分6个含水层和2个隔水层。（1）含水层与隔水层含水层本区6个含水层自下而上分述如下：A.下奥陶系岩溶裂隙含水层（O1）区内无钻孔揭露，邻近区仅有三个钻孔不完全揭露。岩性主要为白云质灰岩、石灰岩及白云岩。以溶隙、溶洞为主要岩溶形态。富水性强，为一岩溶裂隙承压含水层。B.中奥陶系岩溶裂隙含水层（O2m）3510号孔揭露奥灰厚度最大为97.70m，相当于上马家沟组（O2s）和下马家沟组（O2x）上部地层，岩性以灰色、浅灰色、浅灰色中厚层状细隐晶质石灰岩、白云质灰岩为主，夹薄层状泥质灰岩及角砾状石灰岩。顶板埋深281.00703.00m左右。构成整个井田含煤地层的基底。岩溶裂隙发育，以溶隙、溶孔为主要岩溶形态。岩溶裂隙的发育具有垂向分带性，平面上也有一定的分区性。中奥陶系上部分为三个含水段，各含水段中岩溶裂隙的发育强弱不等，富水性极不均一。据朔南矿区资料分析：下含水段富水性比上含水段要强，而上含水段又比中含水段强些。本组水位标高10591062m。水质类型HCO3-CaMg型水，矿化度0.30.6g/l。上含水段与中含水段距煤层较近，对煤层开采的影响较大。由于其富水性一般较弱，部分区域可作为相对隔水层段，从而减轻了对煤层开采的影响，但奥灰水仍是影响下部煤层开采的主要威胁。C.上石炭系裂隙含水层（C3t）厚度为61.6198.65m，平均79.32m。岩性主要为细中粒砂岩，成份以石曲、长石为主。9号煤层上部发育一层较稳定的砂岩，局部构成9号煤层的直接顶板，裂隙发育一般，富水性弱。单位涌水量0.00162L/s.m，水位标高+1065.14m，水质类型为HCO3-Na型水，矿化度0.50.7g/l，为一裂隙承压弱含水组。D.早二迭系下部裂隙含水层（P1s）厚度为61.22102.06m，平均81.34m。其中以位于4号煤层上下的K5、K4砂岩比较稳定，厚度较大，岩性主要为细粗粒砂岩及砂砾岩，成份以石英为主，长石次之，分选中等，硅泥质胶结，K5砂岩在局部构成对4号煤层的直接顶板。其它砂体厚度变化大，层位多不稳定，裂隙发育一般，富水性弱。单位涌水量0.00351L/s.m，水位标高+1068.64m，水质类型为HCO3-Na型水，矿化度0.40.7g/l，为一裂隙承压弱含水组。上述两含水组在煤层开采时将向矿井直接充水，但由于富水性弱，补给条件较差，含水体较为封闭，故对煤层开采无较大影响。E.新生界中、下部孔隙含水层厚度20.3242.7m，平均119.69m，埋深36.30153.70m。全区分布，构成基岩直接盖层，此组分为三个含水段：上含水段：厚16.80139.30m，含水层段平均厚20.22m。发育稳定。岩性为细粗砂及砂砾石组成，分选中差。单位涌水量0.00756L/s.m，水位标高+1079.87m，水质类型HCO3-NaCa型水，矿化度0.455g/l。中含水段：厚0123.60m，含水层段总厚083.85m，平均19.33m，发育较稳定。岩性以细、中砂为主，分选中差。单位涌水量0.0333L/s.m，水位标高+1072.93m，水质类型HCO3-MgNa及HCO3Cl-CaNa型水，矿化度0.4100.637g/l。下含水段：厚0114.80m，含水层段总厚076.80m，平均28.18m，发育不稳定，以细、中砂为主，夹少量砾石层，分选差，其底部有一层发育不稳定的粘土、亚粘土层，厚055.60m。新生界中下部抽水试验孔3510揭露3个含水段，单位涌水量0.0117L/s.m，水位标高+1173.59m，水质类型HCO3-Ca.Mg。F.新生界上部孔隙含层厚36.30153.70m，平均厚84.50m。岩性为细粗砂、砂砾石层及砂土、粘土、亚粘土组成，全区分布。富水性强中等，为一孔隙潜水含水组。隔水层A.中石炭系碎屑岩隔水组（C2b）本组即本溪组地层，厚度26.7263.71m，平均43.19m。埋深227.36793.91m，岩性以泥岩、砂岩为主，夹煤线和泥灰岩，底部发育不稳定铁矿层。B.二迭系中下部碎屑岩隔水层（P2s+P1x）厚度0414.88m，平均188.25m。岩性以泥岩为主，砂岩次之，并夹砂质泥岩、砂砾岩和铝土岩。裂隙不甚发育，富水性很弱，是一相对隔水组，隔水性能良好。（2）断层的水文地质特征本区断层发育，断层带岩石裂隙较发育，岩芯破碎，胶结松散，固结程度较低，含有较多泥质成份，受断层影响，邻近岩层裂隙发育，岩芯破碎。（3）地下水动态及井田水文地质类型地下水井田及附近有4个奥灰岩溶裂隙水长期观测孔，1个新生界孔隙承压水长期观测孔。其水位支态为：A.地下水的天然流场：a.补给来自南、西、北三面，向沙楞河南一线汇集。本区水位标高+1059.101062.50m，水力坡度较缓，一般为0.06%左右。b.井田内太原组抽水孔的水位标高与岩溶裂隙水的水位标高相差85m，两组之间水力联系较差。c.新生界下部孔隙含水层与下部含水组有一定的水头差，一般不存在水力联系，其补给主要来自侧向上，尽管有补给下部含水组的条件，但由于粘土等隔水层段的隔水作用，可能补给范围，补给量较小，所以其迳流、排泄条件较差。B.水位变幅大气降水影响地下水的总体动趋势。井田水文地质类型划分本井田褶皱较简单，断裂比较发育，状况也较差，但断裂构造，皆为高角度正断层，从而破坏了隔水层的完整性。较厚的新生界地层覆盖于基岩之上。特别是东部煤层隐伏露头线附近，新生界中、下部孔隙含水组直接覆盖其上，对煤层开采有一定影响。含煤地层内，两个裂隙含水层的富水性虽弱，单位涌水量均小于0.1L/s.m，但含水层较厚，分布面积广，水头压力较高，矿床开采后，含水组获得补给的能力会增强，形成较为稳定的充水水源。本溪隔水层隔水笥能优良，但其厚度变化较大，加之奥灰岩溶裂隙水水头压力较高，富水性强，单位涌水量.11.0L/s.m，31192号孔简易抽水单位涌水量3.365L/s。因此，底部奥灰水对煤层，特别是对11号、9号煤层的开采将有一定影响。综上所述，本区水文地质勘查类型9号煤层至11号煤层应为三类、第二亚类型；其余煤层为二类型。（4）充水因素分析直接充水含水层0A.晚石炭系裂隙含水层主要有发育较稳定的五层砂岩构成相应的裂隙含水层段。B.早二迭系下部裂隙含水层主要有发育稳定的三层砂岩，构成相应的裂隙含水层段。以上两含水层富水性弱，单位涌水量均小于0.1L/s.m。水头压力高，补给条件较差。尽管作为直接充水含水层，但对煤层开采的威胁不大。C.新生界中下部孔隙含水层本层对煤层开采有充水影响的只在东部煤层隐伏露头线一带，由于本组富水性弱，获得补给能力较差，加之塑性粘土、亚粘土的隔水作用，只要留设适当的防水煤柱，对煤层开采不会有很大的影响。间接充水含水层中奥陶系岩溶裂隙含水层为间接充水含水层它将成为矿区开采9、11号煤层的主要威胁，本层水压力较大，最高有600m左右的水头高度。并且补给条件较好。奥灰顶与9号煤层间距为39.0572.15m，平均53.69m，同本溪组厚度一样，奥灰顶至9号、11号煤层的间距都呈现自北向南逐渐变薄趋势。因此开采本区下部11号9号煤层时，奥灰水是必须防范的主要问题。由于奥灰含水层距4号、5号等上部煤层的距离较大，因此，在上部煤层开采时，一般不会有很大影响。总之，中奥陶系岩溶裂隙含水层在一定条件下可能成为直接充水含水层，造成底鼓突水。由于奥灰岩溶发育具有分区性和垂向上的分带性，在奥灰顶部岩溶裂隙不发育区，其顶部岩层可作为相对隔水岩层看待，从而加大了隔水岩层的厚度，在一定程度上减小了奥灰水的威胁。但在奥灰埋藏较深区，由于水压大，尽管有部分灰岩作为隔水岩层，也难以抵抗下面的水压，易使隔水岩层失去隔水作用，有底鼓突水的危险。在浅部，若隔水岩层变薄，突水可能性也很大。根据本溪隔水组岩样岩石力学试验结果分析，岩层抗压强度较高，属于中硬坚硬岩层。其中灰岩、砂岩平均抗压强度一般大于40.0Mpa（400kg/cm2）。泥岩、粗砂岩的抗压强度也大于20.0Mpa(200kg/cm2)。断裂构造区内多为张性正断层，特别是落差大的断层，较严重地破坏了地层的完整性和隔水层段的连续性，对煤层开采影响很大。A.断层可以形成水的通道。B.断层及其派生的裂隙、节理降低隔水组的力学强度，破坏其完整性，并缩小含水组与煤层的距离。（5）井筒涌水量表土段和基岩段风化带采用冻结法施工，相对应井筒涌水量不计，基岩段井筒涌水量根据招标文件要求按小于20m3考虑。四、瓦斯与煤尘矿井为低瓦斯矿井，煤尘具有爆炸性。第二章 凿井施工方案及机械化作业线配置一、施工方案的确定根据井筒工程技术特征，井筒地质柱状资料，工程地质、水文地质情况和合同要求，结合我处立井井筒施工经验，通过方案论证，确定立井井筒掘砌采用综合机械化配套施工方案进行施工，表土段和基岩风化带段采取冻结法施工。二、机械化作业线配置（一）机械化作业线配置方式及内容井架：型井架提升：采用两套单钩提升。主提JKZ2.8/15.5绞车，5m3座钩式吊桶，副提2JK3.5/20绞车，4m3座钩式吊桶，翻矸落地，装载机配合自卸汽车排矸。掘进：冻结段采用两台玉柴YC35-7挖掘机掘进，配合人工风镐刷帮。风化基岩段、基岩段采用SJZ6.10型伞钻打眼，高威力水胶炸药，毫秒延期电雷管，中深孔光面爆破法掘进。装岩：HZ-6 ，HZ-4型中心回转抓岩机各一台。支护：冻结段外壁采用3.6m段高液压整体金属模板，可根据土层稳定情况缩小段高；外壁设计共两种规格，施工时加工一套模板，当外壁内径变化时，纵向附加专门加工的小块模板。冻结段内壁采用滑模套壁。基岩段另制作一套3.6m段高液压整体金属模板砌壁。砼搅拌与运输：两台JS-750强制式搅拌机集中搅拌，PL-1200配料机，两台2.4m3底卸式吊桶下放砼。通风：采用FBDNO7.1/302局扇2台（备用1台），一趟800mmPVC阻燃性风筒压入式通风。压风：GA1107.5型空压机集中供风。排水：50DC-808型卧泵排水。照明：地面各机房、配电所、井口棚、稳车房等室内照明采用日光灯，在工业场区、马路及排矸场所使用节能灯具，工作面照明采用矿井施工专用照明灯具。通讯与信号：井筒设置主、副提各自独立的声光信号、通讯电缆各一趟.井上、下直通电话。翻矸台上设有二套独立的声光兼备信号，可以和井口进行联系。井口与绞车房采用独立的声光信号和直通电话，配备电视监控系统。项目部安装小型电话程控交换机，实现地面各车间办公室的互相通话，井下吊盘、井口信号室安装防爆电话接入程控交换机，实现井口、井下与项目部的联络。附表：主立井凿井机械化作业线配套设施一览表附图：主立井井筒平面布置图 主立井稳绞平面布置图 主立井稳绞立面布置图（二）凿井设备选型及辅助系统设置1、提升系统的选型及验算1）主提升系统（1） 计算条件：提矸石时：ma=7.5 提升人员时：ma=9 H0=603m5m3吊桶自重:1690kg SJZ6.9A型伞钻重：9500kg11T钩头重：215kg 2.4m滑架重:250kg（2）钢丝绳终端荷重有两种组合，即：提升5m3 吊桶时： Q0=吊桶自重+钩头+滑架+滑架缓冲装置+0.9吊桶容积矸石单位重+0.45吊桶容积水比重=1690+215+250+30+0.951600+0.4550.51000=10510kg（吊桶装满矸石后，吊桶内灌水只能灌到吊桶高度的50%）提升SJZ6.9A伞钻时：Q0=9500+215+250=9965kg（3）按提升5m3吊桶时选择钢丝绳，提升300m以后改用4m3吊桶，4m3吊桶的终端荷重：Q0=吊桶自重+钩头+滑架+滑架缓冲装置+0.9吊桶容积矸石单位重+0.45吊桶容积水比重=1350+215+250+30+0.941700+0.4541000=9950kg钢丝绳单位长度重量: Ps=Q0/110B /ma - H0 =10510/110170/7.5-330 =4.9kg/m根据以上计算，选用187+FC-40-1770钢丝绳， PSB=6.24kg/mPs,b=1770N/m m2180kg/cm2,破断力总和Qd=121410kg。（4）钢丝绳安全系数校核：提5m3吊桶时：m=Qd/( Q0+PSBH0 )=121410/(10510+6.24330) =121410/12570=8.1 ma=7.5 提升人员时：m= Qd/( Q0+PSBH0 )=121410/(1690+215+250+6.24330+1180) =121410/5095=23.8 ma=9提4m3吊桶时：m=Qd/( Q0+PSBH0 )=121410/(9950+6.24633) =121410/13900=8.7 ma=7.5 提升人员时：m= Qd/( Q0+PSBH0 )=121410/(1350+215+250+6.24633+1180) =121410/6645=18.3 ma=9B、提升机参数校核（1）提升机选型计算：滚筒直径：D60ds 即D6040=2400mm D900 即D9002.6=2340mm钢丝绳作用在滚筒上的最大静张力和静张力差：最大静张力：Fj= Q0+PSBH0 =10510+6.24330=12570kg=123.3KN最大静张力差：Fj = Fc=123.3KN根据以上计算，选用JKZ-2.8/15.5型提升机，配 1000 kw电机，转速580r/min。提升机性能参数如下型 号滚 筒最大静张力KN最大静张力差KN最大绳径mm最大提升高度m绳 速m/s数量直 径mm宽 度mm一层二层JKZ-2.8/15.51280022001501504045410294.54（2）电机功率校核： P = (Q0+ PSBH0)mB/102C =(10570+6.24330)4.54/1020.85 =658kw因此，电机功率1000kw，转速580r/min，满足要求。（3）提升天轮选型：天轮直径：D60ds 即D6040=2400mm D900 即D9002.6=2340mm钢丝绳作用在天轮上的最大静张力：Fj=123.3KN根据以上计算，选用3m凿井提升天轮，天轮允许最大绳径46mm,钢丝绳全部破断力总和15100KN,满足要求。2）副提升系统A、提升钢丝绳选择计算（1）计算条件: 提矸石时：ma=7.5 提升人员时：ma=9 H0=603m4m3吊桶自重:1530kg，11T钩头重：215kg，2.4m滑架重:250kg（2）钢丝绳终端荷重：提升4m3 吊桶时： Q0=吊桶自重+钩头+滑架+滑架缓冲装置+0.9吊桶容积矸石单位重+0.45吊桶容积水比重=1530+215+250+30+0.941700+0.4541000=9950kg 270m以后改用3m3吊桶，提升3m3吊桶时：Q0=吊桶自重+钩头+滑架+滑架缓冲装置+0.9吊桶容积矸石单位重+0.45吊桶容积水比重=1049+215+250+30+0.931700+0.4531000=7484kg（3）提升钢丝绳选型计算：钢丝绳单位长度重量: Ps=Q0/110B /ma - H0 =9950/110170/7.5-300 =4.53kg/m根据以上计算，选用187+FC-36-1770钢丝绳， PSB=5.05kg/mPs,b=1770MPa180kg/cm2,破断力总和Qd=98384kg。(4) 钢丝绳安全系数校核：提4m3吊桶时：m=Qd/( Q0+PSBH0)=98384/(9950+5.05300) =98384/11465=8.5 ma=7.5 提升人员时：m= Qd/( Q0+PSBH0 )= 98384/(1530+215+250+5.63300+1480)=22.1 ma=9提3m3吊桶时：m=Qd/( Q0