1 +150m水平水仓施工安全技术措施第一章工程概况第一节基本概况+150m水平水仓位于主井井底车场西50m处，水平标高 +149m ，设计于煤层底板，全长 70m 。主要用于矿井 +150m 水平以上及延深掘进期间各地点的涌水集中储存和抽排，服务年限至矿井报废，服务时间长，质量标准要求高，为确保该工程安全、顺利施工，特编制本施工作业规程。第二节编写依据本作业规程设计主要依据为新安县兴山煤矿技术改造初步设计（修改） 、 新安县兴山煤矿技术改造设计安全专篇、 河南省新安县兴山煤矿水文地质调查报告以及矿井编制的各种安全技术安全措施和了解到老井开采情况。第二章地面相对位臵及地质情况第一节地面相对位臵及附近采区开采情况+150m水平水仓地面相对位于付斜井口北150米，距离矿区办公楼西北200 米，地表为农田无其他建筑物。主井井筒南侧有一宽约30 米、深 15 米的自然泄洪沟。井巷沿倾向上方2 50 米有原报废老井掘进老巷，该老巷水平标高自+309米+120米，全长 320米，下方附近无采区老窑。第二节煤（岩）层赋存特征本矿地层内含煤地层石炭二叠系，主要为上石炭统太原组和二叠统山西组。1、上石炭统太原组一煤组该煤层含煤八层，称为一煤组。底部的一1煤层为不稳定煤层，局部可采，其余各层均为不可采，极不稳定煤层，有时为炭质泥岩所代替。该组煤层薄，煤层及灰岩层数多，具有明显的沉积旋迴特征，每层灰岩之下含 12层煤或煤层层位。2、二叠系山西组二1煤层二叠系山西组下部的二1煤层，是本矿的开采对象，区内二1煤层全区发育，埋深 10580m ，赋存标高在 +300-300m之间，煤层倾角35o 45o ，平均 42o ，为倾斜煤层。 二1煤层为黑色，厚度大，易于对比，其本身也是一个良好的标志层，矿区内二1煤层整体呈单斜构造，厚度较为稳定，煤层厚度在 1.516.49m ，平均厚为 3.32m，受煤层原生构造影响，井田范围内二1煤层不含夹矸，本组地层厚度79.76m，二1煤层含煤系数 4.16% 。二1煤层层位稳定，全区发育，测井曲线发育良好，是良好对比标志层，其老顶是灰白色细至中粒长石石英砂岩，含云母特多，层位稳定，名谓大占砂岩，是预见二1煤层的主要标志之一；二1煤层上部约 30m处有一层灰色鲕状泥岩，平均厚4.17m，层位稳定，是预见二1煤层的辅助标志，二1煤层底板下 6.7m，有 13 层薄层状菱铁质泥岩，致密坚硬，比重大，层位稳定，也3 是对比标志层。第三节地质构造矿区位于渑池向斜东北部北翼，属土古洞背斜之北翼，为一单斜构造，岩层走向北东，倾向北西，倾角40o 45o ，构造简单。对矿区有影响的构造为土古洞背斜与F13和 F35断层。1、土古洞背斜轴部在矿区以南约700m处，轴向 284o ，向 NW 倾伏，北翼陡、南翼缓，属一不对称背斜，对矿区煤层形态起控制作用。2、F13断层为矿区西部边界断层，断层走向北西，延展长度约1000m ，倾向 60o ，倾角 70o ，断层落差大于100m ，173 钻孔对该断层进行了控制为正断层。3、F35断层为矿区东部边界断层，断层走向北西，延展长度约1000m ，倾向 232o ，倾角 70o ,断层落差 60m左右， 171 钻孔对断层进行了控制，为正断层。矿井主要断层详见表断层名称性质走向倾向倾角落差备注F13正断层NW 60o70o大于 100m F35正断层NW 232o70o大于 60m 第四节水文地质1、含水层寒武系灰岩含水层由灰色原层状灰岩组成， 区域上该含水层厚144m ，厥山井田共四孔揭露，揭露 2.04m32.37m，其中有一个孔涌水，涌水量3.49m3/ 时，该含水层为二4 1煤层底板间接充水含水层， 属岩溶裂隙承压含水层， 富导水性强， 但不均一，正常情况下该层水一般不会进入二1煤层矿井，但从郁山矿井下突水特征分析，应与该层水进入矿井有关，可能受断层的影响，局部地段形成导水通道或薄弱带，造成该层水涌入矿井。太原组灰岩含水层太原组灰岩含水层由上、下两段灰岩组成，上段灰岩由厚层状遂石条带灰岩及遂石团块灰岩组成，厚5.9m 14.50m，平均厚 9.4m，为岩溶裂隙水弱含水层，是二1煤层底板直接水含水层，下段灰岩段由灰色泥灰岩组成，厚4.43m9.06m，平均厚 6.48m，为岩溶裂隙水弱含水层，为二1煤层底板间接充水含水层，根据矿区外围对上下段及中段砂岩钻孔混合抽水试验结果，单位漏水量为 0.0246 升/ 秒. 米，矿区内 2 个钻孔未见漏水孔和严重消耗孔，岩溶裂隙不发育，富水性不强，导水能力较弱，但由于本组灰岩段的不均一性，若遇断层或薄弱地带，有可能直接进入矿井，造成淹井。山西组石灰岩含水层由山西组中粗粒砂岩组成， 平均厚度为 37.31m，该层为二1煤层顶板直接充水含水层，属裂隙、孔隙承压水，富导水较差，但其所含地下水可直接进入矿井，引起矿井涌水量增大。下石盒子组砂岩含水层一般由 57 层砂岩组成，厚约35m ，本区所在井田未取得相关资料，据新安井田资料， 单位涌水量小于0.1 升/ 秒. 米，该层属二1煤层间接充水含水层，但因富水性弱，距二1煤层较远且有多个隔水层阻挡，对矿井不具威胁。第四系含水层5 由堆积松散的砂砾石层，卵石层等构成，厚度变化大，据1998年以前调查，矿区附近该含水层有泉眼出露于卵石层，流量变化大。2、主要隔水层本溪组隔水层由铝质岩、铝质泥岩组成，平均厚度13.89m，隔水性好，一般能阻隔寒武系灰岩含水层与太原组灰岩含水层发生水力联系。二1煤层底板隔水层由太原组最上一层灰岩顶至二1煤层底间的泥岩与细碎屑岩组成，厚约13.48m具一定隔水性， 正常情况下可阻止太原组灰岩水进入二1煤层，但在该层薄弱地带或遇构造破坏将失去隔水作用。二1煤层顶板隔水层由二1煤层至砂锅窑砂岩间的泥质岩及细碎屑岩构造，厚 25m 35m 。一般能阻止煤层上部砂岩含水层间的水力联系。3、矿井充水因素分析、断水层F13、F35两断层的存在和与其伴生的小断层，使矿区局部水文地质条件趋于复杂，寒武系含水层、太原组含水层中的地下水均可沿裂隙带突入矿井，威胁矿井安全生产，同时断层破碎带往往是地下水的赋存的空间，又是地下水的活动通道。、大气降水大气降水可通过补给地下水进入矿井，雨季矿井涌水量通常增大数倍，大气降水还可以形成洪流，沿基岩或煤层漏头以及断裂，冒裂带进入矿井。6 、地下水引起矿井充水的主要因素为地下水，特别是兴山矿区东西边界为的两条（ F13、F35）正断层，井田走向长度仅450m 500m 。4、矿井水文地质勘查类型矿区二1煤层底板直接充水含水层单位涌水量均小于0.1 升/秒. 米，水文地质条件相对简单，属二类一型。第三章巷道布臵及支护说明第一节巷道布臵+150m水平水仓位于井田上部，水平标高+149m ，设计全长 70m ，巷道坡度 2，巷道布臵见附图一。第二节支护设计+150m水平水仓采用半圆拱料石砌碹，巷道规格分为3 种规格：第一种巷道中宽 3.2m，中高 2.8m，基础深 0.5m，壁厚 0.5m；第二种巷道中宽3.6m，中高 3.4m，基础深 0.3m，壁厚 0.5m；第三种巷道中宽2.6m，中高 2.9m，基础深 0.3m，壁厚 0.5m。巷道规格详见附图。第三节砌碹质量标准1、 巷道净宽：中线到任何一帮的间距不小于设计尺寸20mm ， 不大于 50mm 。2、巷道净高：腰线上、下均不小于设计尺寸30mm ，巷高不大于设计尺寸100mm 。7 3、巷道坡度： 50m内的坡度允许误差1。4、砌体厚度：砌体厚度局部不得小于设计50mm 。5、壁后充填：要求充填密实，充填材质符合要求。6、基础深度：深度应符合设计要求，要做到实底，在坚硬岩石上的基础部分不小于设计50mm 。7、压茬及接茬：压茬不小于砌块宽度的1/4 ，必须接茬严密。8、砌体灰缝：要求灰缝饱满，没有瞎缝。9、水沟：必须保证水沟畅通，水沟的深、宽不超过设计30mm ，盖板数量齐全，搁臵稳固。第四章施工工艺第一节施工方法本工作面采取按设计全断面一次掘出掘进断面，然后按照设计断面进行永久性砌碹工作，边掘边砌，一次成巷的施工方法施工。第二节凿岩方式本工作面采用FHOGD-75F-14.0/7型空气压缩机供风， YT24型气腿式气动凿岩机人工钻眼，钻眼深度2.0m。第三节爆破作业图表一、 （3.2 米断面巷道）爆破原始条件名称单位数量名称单位数量巷道掘进断面m212.8 炮眼数目个55 8 岩石坚固性系数 f 46 雷管数目个55 炮眼深度m 2.0 总装药量kg 29.1 炮眼说明表预期爆破效果表名称单位数量名称单位数量眼号眼名眼深（m）眼数（个）装药量起爆顺序联线方式装药结构单孔小计卷数/个质量/kg 卷数/个质量/kg 16 掏槽眼2.2 6 6 0.9 4 5.4 串联正向装药718 一圈辅助眼2 11 4 0.6 4 6.6 1934 二圈辅助眼2 13 3 0.45 3 5.85 3550 周边眼2 16 3 0.45 3 7.2 5160 底眼2 9 3 0.45 4 4.05 合计55 29.1 9 炮眼利用率% 90 每米巷道消耗炸药量kg 16.17 每循环工作面进尺m 1.8 每循环炮眼总长度m 111.2 每循环爆破实体岩石m323.04 每立方米消耗雷管量个/m32.39 炸药消耗量Kg/m3126 每米巷道消耗雷管量个/m 30.5 二、 （3.6 米断面巷道）爆破原始条件名称单位数量名称单位数量巷道掘进断面m214.75 炮眼数目个60 岩石坚固性系数 f 46 雷管数目个60 炮眼深度m 2.0 总装药量kg 31.5 炮眼说明表眼号眼名眼深（m）眼数（个）装药量起爆顺序联线方式装药结构单孔小计卷数/个质量/kg 卷数/个质量/kg 16 掏槽眼2.2 6 6 0.9 4 5.4 串联正向装药718 一圈辅助眼2 12 4 0.6 4 7.2 19二圈辅2 16 3 0.45 3 7.2 10 预期爆破效果表名称单位数量名称单位数量炮眼利用率% 90 每米巷道消耗炸药量kg 17.5 每循环工作面进尺m 1.8 每循环炮眼总长度m 121.2 每循环爆破实体岩石m323.6 每立方米消耗雷管量个/m32.54 炸药消耗量Kg/m31.33 每米巷道消耗雷管量个/m 33.33 三、 （2.6 米断面巷道）爆破原始条件名称单位数量名称单位数量巷道掘进断面m210.13 炮眼数目个40 岩石坚固性系数 f 46 雷管数目个40 炮眼深度m 2.0 总装药量kg 19.95 34 助眼3550 周边眼2 16 3 0.45 3 7.2 5160 底眼2 10 3 0.45 4 4.5 合计60 31.5 11 炮眼说明表眼号眼名眼深（m ）装药量起爆顺序联线方式装药结构单孔小计卷数/个质量/kg 卷数 /个质量/kg 16 掏槽眼2.2 6 0.9 4 5.4 串联正向装药78 辅助眼2 4 0.6 4 1.2 917 辅助眼2 3 0.45 4 4.05 1832 周边眼2 2 0.3 2 4.5 3340 底眼2 4 0.6 4 4.8 合计19.95 预期爆破效果表名称单位数量名称单位数量炮眼利用率% 90 每米巷道消耗炸药量kg 11.08 12 每循环工作面进尺m 1.8 每循环炮眼总长度m 81.2 每循环爆破实体岩石m316.21 每立方米消耗雷管量个/m32.47 炸药消耗量Kg/m31.23 每米巷道消耗雷管量个/m 22.2 第四节装载与运输本工作面采用1 吨非标侧卸式矿车装煤（岩） ，扒碴机装岩，斜巷采用11.4kw 调度绞车提升，平巷人工推车的轨道运输方式，矿车主要技术参数长2100mm ，宽 820mm ，高 1250mm 。矿车轨距 600mm 。第五节管线及轨道敷设巷道内设计敷设 500mm 反压边阻燃风筒一趟， 73