麦地掌煤矿主斜井井筒施工作业规程
10％，各煤层均为有爆炸性。
据本次补充勘探B3、B4号孔采样作煤层自燃倾向性鉴定，2号煤层自燃倾向等级为容易自燃。
根据测温成果，B1号孔2号煤层的井底温度是23.2?，最下一层可采煤层9号煤的井底温度是26.0?，小于一级高温区31?，地温梯度1.44?/100m，属地温正常区。
四、小窑
副井井筒位于井田的东南部，井田周边正在生产和建设的煤矿有官地煤矿、圪台头煤矿和小回沟煤矿，这些煤矿均不影响麦地掌煤矿副井筒的施工。
附图2-2-1 主斜井井筒预想地质剖面图
第三节 井筒含水层
自下而上分为三个含水层，现分述如下： （1）奥陶系中统石灰岩岩溶裂隙含水层
以上马家沟组及峰峰组石灰岩为主要含水层，含水结构以溶隙、溶孔为主。奥灰为煤系地层的基底在井田内处于深埋区。 其单位涌水量0.002L/s.m，渗透系数0.00365m/d。含水层富水性弱。在B1号钻孔中对奥陶系中统峰峰组及上马家沟组进行了混合稳定水位观测，其水位标高为849.96m，该水位低于斜井井底标高95m。
（2）石炭系上统太原组石灰岩、砂岩含水层
太原组以碎屑岩类夹石灰岩为主，为主要含煤地层之一，含水层主要为L1、K2、L4、L5石灰岩及间夹砂岩。 B2号钻孔对其进行了抽水试验，含水层厚度为24.60m，水位标高1486.07m，单位涌水量0.001628 L/s.m ，渗透系数0.005149m/d。 抽水试验结果表明含水层富水性弱，井筒不揭露该含水层。
（3）二叠系下统山西组砂岩裂隙含水层
山西组以碎屑岩为主，含水层主要为2号煤顶板以上砂岩，补充勘探施工的B2号钻孔对山西组以上进行了混合抽水试验，含水层厚度为22.95m，水位标高1493.74m，单位涌水量0.008095 L/s.m ，渗透系数0.028m/d。水质类型HCO3〃CO3-K+Na。抽水试验结果表明含水层富水性弱。井底以上100m井筒揭露2号煤顶板砂岩含水层，预计涌水量小于10m3/h。
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第三章 巷道布置及支护说明
第一节 巷道布置
井口坐标:X=4177982.780m，Y=19612180.121m，Z=+1365.000m，井筒方位角为317°00′00″，主斜井井口设在麦地掌煤矿工业广场内，断面为直墙半圆拱形，巷道拱基线到净底板垂直距离1.5m,井筒明槽及风化基岩段1-1断面荒宽6.2m，荒高4.8m，墙基础深0.2m，掘进断面积25.86m2；净宽5.2m，净高4.1m，净断面积18.42m2；基岩段2-2断面荒宽5.5m，荒高4.45m，墙基础深0.1m，掘进断面积21.28m，净宽5.2m，净高4.1m，净断面积18.42m2；其中明槽段10.579 m，风化基岩段161.746m, 基岩段1061.054m，巷道坡度为-20°。
后附：图3-1-1 主斜井井筒剖面图
第二节 支护设计
一、巷道断面
(一)井筒断面为直墙半圆拱形，具体参数见下表。
表3-1-1 主斜井井筒各断面巷道参数
断面 主 斜 井 井 筒 明槽段1-1断面 风化基岩段1-1断面 基岩2-2断面 荒宽 m 6.2 6.2 5.5 荒高 m 4.8 4.8 4.45 掘进断面2m 25.86 25.86 21.28 净高 m 4.1 4.1 4.1 净宽 m 5.2 5.2 5.2 净断面 2m 18.42 18.42 18.42 2
(二)躲避硐：为直墙半圆拱形断面，每隔40m设臵一个，位于井筒前进的左侧，墙高1.05m，净高1.8m，净宽1.5m，净深1.5m，风化基岩段基础深度0.15m，基岩段基础深度0.1m。风化基岩段支护形式采用砼支护，砌厚250mm（含迎脸支护），砼强度等级C30；基岩段采用锚网喷支护，喷厚100mm，喷射砼强度等级C25。
(三)水沟及台阶：位于巷道前进方向的左侧，水沟净规格为宽×高=200×200㎜，壁厚70mm，台阶踏步宽×高=500×131㎜，台阶长360㎜，砼强度等级C20。
井筒内每50-60m设臵一道横向水沟，宽250mm，深150mm,横向水沟向主水沟的
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流向坡度为4‰，并应根据井筒水流情况重点在下列地点设臵：1.含水层泄水点下方；2.斜井交岔点上方；3.带式输送机斜井与井底车场联络巷道附近；横向水沟具体尺寸同主斜井水沟规格。
后附：图3-2-1主斜井井筒断面图、图3-2-2主斜井井筒躲避硐断面图 二、初次支护及临时支护 （一）明槽段
明槽段护坡采用初喷的方式进行护坡，喷浆厚度50mm。 （二）风化基岩段 1．初次支护及临时支护
根据业主提供的地质资料显示，主斜井井筒掘至暗硐即揭露风化基岩，该岩石易风化，风化基岩段至进入稳定基岩5m范围内，初次支护方式为?锚网喷?； 锚杆采用Ⅱ级左旋螺纹无纵筋锚杆，规格为φ22×2000mm，树脂锚固剂规格为MSZ28/35型，端头锚固，每根锚杆使用3卷，托盘采用Q235钢，规格为150×150×8mm,蝶形托盘，锚杆间排距1000mm，金属网采用φ6mm钢筋焊接而成，网片规格为1000×2000㎜，网孔规格100×100㎜，连接方式为搭接，搭接长度100mm,喷砼厚度50mm，强度C25,支护段长根据现场岩石情况确定。
风化基岩段采用一掘一喷的施工方法。
临时支护采用吊挂前探梁支护。前探梁紧跟迎头，前探梁用3寸无缝钢管制作，每根长4m，风化基岩段断面用5根前探梁，每根前探梁用2个吊环。前探梁穿在吊环里，吊环厚壁4寸厚壁钢管加工制作，悬吊在上一循环打好的树脂锚杆上，吊环必须固定牢固，外露丝3-5丝。每次爆破后，首先进行敲帮问顶，作业人员站在锚网支护完好的顶板下，找净顶板及迎头的浮矸活石，然后向前串移前探梁，前探梁吊环后用方木及木楔接顶牢固，严密。每次移前探梁，要首先检查吊环等情况。使用前探梁最小控顶距0.3m，最大控制顶距为最小控顶距加一小班循环进尺。当前探梁无法使用，找净活矸石后，可使用木点柱做为临时支护。施工现场应备有3-5棵小头直径不小于150mm、长度2.7-4.0m的木柱和足够的木楔、木板等接顶材料。
附：图3-2-4 风化基岩段前探梁支护平、剖、断面图示意图 当顶板不稳定较为破碎时另行编制专项安全技术措施。 2．永久支护
风化基岩段采用锚网喷+双层钢筋砼砌碹支护（风化基岩段至稳定基岩5m范围内，初次支护采用?锚网喷?,永久支护采用锚网喷+双层钢筋砼砌碹联合支护形式）。
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钢筋横、纵筋均采用Φ20mm的HRB335级钢筋，横筋和纵筋间、排距均为300×300mm，钢筋搭接长度≥35d；连接筋采用Φ8mm的HRB235级盘圆，间排距为300×300mm，钢筋保护层厚度为60mm。
锚杆采用Ⅱ级左旋螺纹无纵筋锚杆，规格为φ22×2000mm，树脂锚固剂规格为MSk28/35型，端头锚固，每根锚杆使用3卷，托盘采用Q235钢，规格为150×150×8mm,蝶形托盘；锚杆间排距为1000×1000mm；钢筋网采用φ6mm钢筋焊接，网格为100×100mm，网片采用搭接方式，搭接长度100mm，每隔300mm用16#绑丝双股缠绕一圈拧紧。钢筋砌碹混凝土等级为C30，喷射砼厚度50mm，钢筋砼砌碹厚度450mm。
3．锚杆选用计算
（一）按悬吊理论计算锚杆、参数 1．锚杆长度计算： 按下式计算：
L＝KH+L1+L2 （3-1）
式中：L——锚杆长度，m； H——冒落拱高度，m；
K——安全系数，一般取K=2；
L1——锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.5m； L2—锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.1m； 其中：H=B/（2f）=6.2/（2×5）=0.62 式中：B——巷道开掘宽度，取5.44m；
f——岩石紧固性系数，取5； 则：L=2×0.62+0.5+0.1=1.84m＜2.0 m 2.锚杆间、排距计算，通常间排距相等，取α； 按下式计算：
α= Q/KH? （3-2）
式中：α——锚杆间排距，m； Q——锚杆设计锚固力 50KN/根
H——冒落拱高度 取0.45m； r——被悬吊砂岩的密度，取45KN/m3； K——安全系数，一般取K=2；
则：α=50/?2?0.45?45? =1.11m＞1.0m
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通过以上计算，选用Φ22×2000㎜的高强锚杆，间排距为1000㎜×1000㎜，菱形布臵，可满足安全及质量施工要求。
（三）基岩段 1．临时支护
掘进后及时进行前探梁临时支护，前探梁支护同风化基岩段相同。 附：图3-2-5基岩段前探梁支护平、剖、断面图示意图 2．永久支护
基岩段永久支护采用锚网+索+喷支护形式，喷厚150mm；锚杆采用Ⅱ级左旋螺纹无纵筋锚杆，规格为φ22×2000mm，树脂锚固剂规格为MSZ28/35型，端头锚固，每根锚杆使用3卷，托盘采用Q235钢，规格为150×150×8mm,蝶形托盘；锚杆间排距为800×800mm；钢筋网采用φ6mm钢筋焊接，网格为100×100mm，网片采用搭接方式，搭接长度100mm，每隔300mm用16#绑丝双股缠绕一圈拧紧。喷射混凝土等级为C25,喷浆厚度为150mm。
图3-2-4 风化基岩段前探梁支护平、剖、断面示意图平面图剖面图断面图吊环加工图
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