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（前面省略矿井说明）为了加快矿井开拓，保证矿井生产部署，加快矿井早日投入生产的时间，决定进行主暗斜井施工工程。为了有计划，有组织的统筹安排该项目的施工，特编制本施工组织设计。

1.2.1由山西新安煤矿设计咨询有限公司提供的本项目设计图纸和文件。

1.2.2国家有关法规、规范和施工技术规范。

DB3205／T 1008-2020 公共卫生间建设与管理规范.pdf1.2.3国家关于工程建设现行的有关法律、法规及行业的有关规定。

1.2.4国家关于工程建设现行的规范、标准及行业的有关规定。

1.2.5施工及验收规范、规程及标准。

4、施工安全管理规范、规程规定

5、其他需要执行的法规标准和规范规程

（1）中华人民共和国矿山安全法；

（2）煤矿安全规程（2011年版）；

（3）煤矿安全建设规定；

（4）混凝土外加剂应用技术规范；

（5）混凝土强度检验评定标准；

第二章工程概况及地质概况

整合后的山西古交煤焦集团白家沟煤业有限公司是由以山西古交煤焦集团有限公司为主体兼并重组整合原古交市白家沟煤矿、原太原市尖草坪物源供应站古交陵足沟煤矿、原山西学海煤矿有限公司、原古交市常安乡白家沟煤矿、原古交市梭峪乡白家沟联办煤矿和原山西古交安海煤业有限公司6个煤矿，兼并重组整合后定名为“山西古交煤焦集团白家沟煤业有限公司”。井田位于古交市西北约10km处，南距省道太（原）－佳（县）3.8km，距镇城底火车站6km，公路和铁路间有三级柏油路相通，交通条件较为便利。

2.2地层地质及水文地质概况

本井田位于吕梁山脉东北侧低洼地带太原断陷盆地西部边缘部位，属于构造、剥蚀中山地貌地区。山顶黄土分布较广，沟谷切割发育；沿沟谷两侧可见基岩裸露，地形总体为北高南低。井田内地形最高位于北部，海拔为1286.4m，最低点位于井田南端的陵足沟内，海拔为1093m。最大相对高差193.4m。

井田属黄河流域，汾河水系，本区域内井田南、北端分别有两条较大的沟谷河流，北端称之陵足沟；季节性河流，干旱少雨时无流量，雨季旱涝时，最大流量可达每秒10m3，下游汇水面积大。南端的牛沟也属此类，井田内地形无蓄水条件，雨季除入渗地表外，最终汇归于汾河。

根据中国地震区划图（GB18306—2001），本区地震设防烈度为7度，设计基本地震加速度值为0.10ｇ。

本井田位于西山煤田西北部，区内大部分被黄土覆盖，局部地段基岩出露，根据钻孔地质资料结合地层层序，由老至新分述如下：

1）中统峰峰组（O2f）

1）中统本溪组（C2b）

2）上统太原组（C3t）

1）下统山西组（P1S）

2）下统下石盒子组（P1X）

3）上统上石盒子组（P2S）

2）静乐组（N2j）：为一套含铁离子较高的红褐色、深红色粘土层，地层厚度一般3.8m左右。顶部色变浅红色；厚度变化较大，大多分布在井田沟谷的两岸半坡处，井田东部出露较厚，红土层形成平卧层理，含钙比较高，可见钙质结核层2—4层，厚度5—70公分。粘性较大，颗粒较细，具有隔水性能，是良好的隔水层。

矿区内主要含煤地层为石炭系上统太原组、二叠系下统山西组。

煤系地层总厚130.75m，含煤层总厚13.02m，含煤系数为9.95%。

14层煤中，可采煤层4层，即2+3、4、8、9号煤层，均为本矿批准开采煤层，其余均属不可采煤层。

①山西组赋存有：01、02、03、1、2+3、4、4下、号煤层，2+3、4号煤层为全区稳定可采煤层，其余为不可采煤层或零星可采煤层，地层总厚平均39.21m，煤层总厚7.27m，含煤系数18.54%。

②太原组含煤层有：6、7、7下、8、9、10、11号煤层，其中8号煤层为全区稳定可采煤层；9号煤层为稳定大部可采煤层；7号煤层井田内仅357号钻孔达可采厚度，为0.71m，其余可采点（钻孔）均位于井田外南侧。7号煤层在井田西南角小范围达可采厚度，属不稳定不可采煤层；7下号煤层仅362号钻孔厚度2.60m，少部分钻孔未达可采厚度，大部分钻孔尖灭，为井田内不稳定不可采煤层；其余煤层为不稳定不可采煤层，地层总厚平均为91.54m，煤层总厚为5.75m，含煤系数为6.28%。

1、2+3号煤层（本区2号煤与3号煤合并，统称2+3号煤）：

井本区域内井田南、北端分别有两条较大的沟谷河流，北端称之陵足沟；季节性河流，干旱少雨时无流量，雨季旱涝时，最大流量可达3m3/s，下游汇水面积大。南端的牛沟也属此类，井田内地形无蓄水条件，雨季除入渗地表外，最终汇归于汾河。矿区地表水是季节变化而变化，由于地下煤层采空区的影响，地表无泉水分布。据调查，井田内白家沟煤矿井口附近历史最高洪水位位于该处河谷2m以上，低于井口标高。

1、奥陶系碳酸盐岩岩溶裂隙含水层组

2、石炭系砂岩裂隙及碳酸盐岩溶裂隙含水层组

本组岩性是由泥岩、砂岩、石灰岩及煤层组成。其中L1（庙沟灰岩）、K2（毛儿沟灰岩）、L4（斜道灰岩）为本组的主要含水层段，全厚3.24～8.88m，平均6.78m。含水层的含水性以L4最强，L1、K2次之。据梭峪勘探区352号孔太原组混合抽水试验资料，水位标高1048.38m，单位涌水量q=0.0012L/s.m，渗透系数K=0.0039m/d，属弱富水性含水层。

3、山西组、石盒子组砂岩裂隙含水岩组：

本组岩性是由砂岩、泥岩、砂质泥岩及煤层组成。以中、粗砂岩为主要含水层。地表出露广泛，埋藏较浅，裂隙稍发育。就本组来说，石盒子组含水层富水性强于山西组含水层，而石盒子组又是层位愈高者愈强。

据梭峪勘探区352号孔混合抽水试验资料，本组水位标高1047.85m，单位涌水量q=0.0755L/s.m，渗透系数K=0.208m/d，属弱富水性含水层。

4、新生界松散岩类孔隙水含水层

第四系黄土广泛分布于本区，在与基岩接触处有泉水出露，流量不大，河流相堆积物零星分布于沟谷中，透水性强；该含水层富水性受大气降水影响，局部富水性好，泉水流量可达1L/s，矿化度0.268g/L。

1、石炭系上统太原组底部及石炭系中统本溪组隔水层

主要由塑性的泥岩、铝质泥岩或粉砂质泥页岩组成，一般厚度变化较大。区域范围内阻隔其下伏含水层对上覆煤层开采的影响。

2、二叠系砂岩含水层层间隔水层

主要由具塑性的泥岩、铝质泥岩组成，单层厚度一般大于2m，呈层状分布于各含水层之间，阻隔其上、下含水层之间的水力联系。

3、本井田采空区积水对矿井充水的影响

据调查，该矿以前采用仓房式采煤方法，煤柱留设较多，对煤炭资源浪费较大，回采率仅为20%左右，2004年以来随着采煤方法改革，回采工艺不断提高，回采率有了明显提高。根据计算结果，4号煤层导水裂隙带高度最大可达42.06m。大于2+3、4号煤层的最大层间距14.15m，故本井田2+3号煤层的采空积水已向下流入4号煤层采空区内，本井田内2+3号煤层采空区无积水。目前4号煤层采空区积水面积约1445466m2，积水量约21497m3。8号煤层采空区积水面积约11454m2，积水量约1334m3。生产中应加强观测，以防积水影响生产，井田内积水情况见表2—4—1。

表2—4—1井田内积水情况一览表

4、奥灰水对矿井充水的影响

本含水层组石灰岩岩溶裂隙发育，其富水强。本井田推测奥灰水位标高在884.00—887.50m之间，8、9号煤层西北角最低底板标高分别为820.0m、780.0m，比相应位置的奥灰水推测水位887.5m分别低67.5m、107.5m，故井田内8、9号煤层在中西部均为带压开采区，下面计算奥灰水的突水系数以预测其突水的危险性。

Ts—突水系数（MPa/m）；

P—水头压力（MPa）（井田西北角推测奥灰水最高水位标高比相应位置的8、9号煤层最低底板标高分别高出67.5m、107.5m，计算水头压力时，再加上9号煤层以下至奥灰顶界面有效隔水层厚度56.0m）；

M—9号煤层以下至奥灰顶界面隔水层厚度为56.0m。

经计算，井田西北角8、9号煤层奥灰水最大突水系数分别为0.0216MPa/m、0.0286MPa/m，远小于受构造破坏块段临界突水系数值0.06MPa/m，故井田中西部8、9号煤层虽属带压开采区，但仍处在安全区内。

综上所述，井田奥灰水突水危险性很小，对8、9号煤层开采基本无影响。

井田内无长年流水，基岩风化带裂隙水和第四系孔隙潜水分布范围有限。地表水及地下水对矿床开采均不会形成大的影响。井田存在部分采空积水，对各煤层的开采有一定的影响。

8号煤层直接充水含水层为顶板石灰岩裂隙含水层，9号煤层充水含水层为上部的砂岩含水层，富水性弱。井田西部8、9号煤层为“带压开采”，但带压范围不大,经计算，8、9号煤层突水系数均小于构造破坏块段临界突水系数0.06MPa/m，突水危险性小。

综上所述，井田内各煤层为顶板充水的岩溶裂隙、砂岩裂隙充水矿床，受采空积水的影响。根据《煤矿防治水规定》的相关条文，矿井水文地质条件属中等类型。

近年来，我省降雨量普遍增加，各处水害事故时有发生，煤矿在注意井下生产的同时，还要加强水害防范意识，时刻保证安全生产，并建议做好以下防范水害的工作。

①据调查，井田内白家沟煤矿井口位于井田东南部边界附近陵足沟沟谷西侧，主井标高1108.049m，副井标高1114.131m。据调查，附近历史最高洪水位位于该处河谷2m以上，该处沟谷底标高1100m，洪水位标高约1102m左右，低于井口标高。为了防患于未然，在井口附近应构筑排水渠，以防雨季来临时洪水涌入矿井；

②树立防水意识，重视防水工作，对工人进行有关水害知识的教育和有关出水征兆的识别。加强对矿井涌水量的观测记录，及时掌握有关涌水量的变化情况，对突然增大的涌水量，要查明水源及水量变化情况，分析其原因，采取有效措施，制止水害事故发生；

③必须经常检查矿区地表是否存在导水裂隙或其它导水通道，发现裂隙及其它导水通道，应及时将其回填密实，避免雨季洪水灌入井下；

④必须了解相邻矿井情况，掌握其采空范围、涌（积）水现象，防止越界开采造成巷道相互贯通，采空区积水涌入矿井，导致涌（突）水事故的发生；

⑤井田西部8、9号煤层均位于奥灰水位之下，生产中一定要加强矿井水文地质工作，防止隐伏断裂构造的导水作用。

⑥在巷道掘进接近采空区、陷落柱、断层、钻孔时，要进行探放水工作，尤其要对采空区积水、积气进行探测排放，坚持“预测预报，有掘必探，先探后掘，先治后采”的原则；

⑦保证井下排水设备的正常运转，一台运行，一台备用，一台检修。

据该矿统计，整合前的太原市尖草坪物源供应站古交陵足沟煤矿以前开采8号煤层时生产能力150kt/a，矿井正常涌水量20m3/d，最大涌水量40m3/d。由于该矿已生产多年，水文地质条件变化不大，故采用富水系数法预测未来矿井涌水量比较可靠。

根据富水系数法计算公式：Q=F×Q0

P0—为现矿井生产能力，kt；

Q0—为现矿井涌水量，m3/d；

P—为扩大后的生产能力，kt；

Q—为扩大后的涌水量，m3/d。

兼并重组整合后矿井开采8号煤层生产能力达900kt/a时，其正常矿井涌水量为380m3/d（含灌浆析出水量260m3/d），最大矿井涌水量500m3/d（含灌浆析出水量260m3/d）。

本矿生产生活用水现主要取自井下裂隙水。随着生产规模的扩大，生产和生活用水量增加，可考虑打深井取水，将奥灰岩溶水做为供水水源。

2.2.5其它开采技术条件

1、煤层顶底板岩石工程地质特征

本次调查工作在古交市白家沟煤矿主井和平定窑煤矿井下工作面采取了2+3、4、8号煤层顶底板岩石力学样，委托国家煤及煤化工产品质量监督检验中心进行了岩石物理力学性质试验，根据岩性特征及试验成果现将各煤层顶底板岩石工程地质特性分述如下：

4号煤层：直接顶板是粉砂岩，厚度3.00—6.40m。顶板节理、裂隙较发育，粉砂岩抗压强度10.0—11.2MPa，平均为10.8MPa，岩石坚硬程度属软弱。属易冒落性的顶板，不易管理。底板是砂质泥岩，砂质泥岩抗压强度10.8～11.2MPa，平均为10.9MPa，岩石坚硬程度属软弱。

8号煤层：老顶为石灰岩，厚度1.00—2.50m。顶板节理、裂隙较发育，石灰岩抗压强度28.0—30.0MPa，平均为28.8MPa，岩石坚硬程度属半坚硬。底板岩性为砂质泥岩和泥岩，抗压强度砂质泥岩10.8—12.0MPa，平均为11.3MPa，岩石坚硬程度属软弱岩石。

9号煤层：顶板以泥岩为主，极少量的细砂岩。厚度2.00—8.50m。顶板节理、裂隙不发育。属易冒落的松软顶板，不易管理。底板为泥质粉砂岩，厚度2.00—5.00m。

2、瓦斯、煤尘及煤的自燃

根据太原市煤炭工业局并煤安发［2008］322号文，关于2008年度30万吨/年以下矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复。古交市白家沟煤矿2008年度开采2+3号煤层时，矿井瓦斯相对涌出量为2.81m3/t；绝对涌出量1.24m3/min；二氧化碳相对涌出量3.81m3/t，绝对涌出量1.68m3/min，属低瓦斯矿井。

另据太原市煤炭工业局并煤安发［2008］17号文，关于对清徐县马峪新兴煤矿等44对矿井2007年矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果（第二批）的批复。太原市尖草坪物源供应站古交陵足沟煤矿开采8号煤层时2007年度瓦斯鉴定结果，瓦斯相对涌出量2.76m3/t，绝对涌出量0.55m3/min。属低瓦斯矿井。与本矿交界的太原煤气化集团公司炉峪口煤矿开采4号煤层，2006年底矿井相对瓦斯涌出量0.57m3/t；绝对涌出量1.06m3/min；二氧化碳相对涌出量0.42m3/t,绝对涌出量1.05m3/min，属低瓦斯矿井。

本矿井虽属低瓦斯矿井，但应防患于未然，加强通风管理和必要的瓦斯检测。

①加强通风设施管理及风筒的维修，减少漏风；

②严格瓦斯检测制度，及时处理局部瓦斯积聚；

③掘进巷道一定要做到风电闭锁，采掘工作面须有瓦斯电闭锁装置，并安装瓦斯自动报警装置，矿灯应为瓦斯报警型。严禁由地面中性点直接接地的变压器直接向井下供电。

④井下所有采掘运排通等设备必须防爆，并经常检查，属失爆电气设备不得入井，要及时送检或更换。

⑤井下电气设备应装设短路、过负荷和漏电保护装置。煤电钻应有综合保护装置。

根据本矿井对2+3、4、8、9号煤层取样进行的检测结果，各煤层均有煤尘爆炸性。井田内及周边各矿井，以往虽未发生过煤尘爆炸事故，但也不可掉以轻心，生产中要加强洒水及防灭煤尘工作，确保安全生产。

为了降低煤尘，防止煤尘飞扬和爆炸，改善工人劳动环境，需本着预防为主的方针进行综合防尘。

①建立完善的喷雾洒水系统，在井下易产生煤尘的地点，如回采工作面，运输转载点，装车点，运输及回风顺槽等，应设置洒水装置，进行喷雾洒水降尘。

②严格控制井下风流、风速，风速增大时要采取相应的措施，防止煤尘飞扬。定时清洗、粉刷巷道。

根据本矿和邻近矿井对各煤层进行的检测结果（见下表），2+3号煤层为不易自燃煤层；4、8、9号煤层为自燃煤层。

井田内及周边各矿井，以往井下虽未发生过煤层自燃事故，不存在火区，生产中仍须加强浮煤清理工作，采空区或盲巷应及时密闭，确保安全生产。

煤尘和煤的自燃检测结果汇总表

据该矿及邻矿开采情况，井下未发现有地温地压异常现象，本区属地温、地压正常区。

2.3.1巷道位置及相邻关系：。

开门位置标高1504.316.00m（⊥），停掘位置标高1503.47m（⊥）。

2.3.2巷道支护形式：

1、开门段(开门3m范围内)

首先采用φ20mm×L2000mm全螺纹钢锚杆配合金属网采用直径4mm的铁丝制作的经纬网进行支护，锚杆间排距为1000mm×1000mm。然后再采用钢筋混凝土支护，砌筑砼为C25。

巷道采用喷、锚网喷工艺进行支护,锚杆按间排距800×800mm呈正方形压网施工，网与网之间每隔200mm扭结一处，然后喷砼盖网，喷厚不小于70mm，要起到防锈作用。距迎头30m范围内打安锚索，每排两根，间排距2000×2400mm。

(1)按悬吊理论计算锚杆参数

式中：L—锚杆长度，m；

H—冒落拱高度，取0.5m；

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=0.404(m)

式中：B—巷道开掘宽度，取4.04m；

f—岩石坚固性系数，取3～8，取f=5

则L=2×0.404+0.5+0.1=1.41(m)

②锚杆株距计算，取a：

式中：a—锚杆间排距，m；

Q—锚杆设计锚固力，130KN/根；

H—冒落拱高度，取0.5m；

r—被悬吊砂质页岩的重力密度，取25KN/m3；

K—安全系数，一般取K=2；

(2)按组合拱理论计算锚杆参数

L=N(1.1+W/10)

式中：L—锚杆长度，m；

N—围岩影响系数，取1.3；

W—巷道跨度，m，取4.04m；

则：L=N（1.1+W/10）=1.3×(1.1+4.04/10）=1.96(m)

A≤0.5L=0.5×1.956=0.98（m）

式中：A—锚杆间排距，m；

式中：d—锚杆直径某大厦混凝土施工方案，m；

则：d=L/110=1.96/110=0.018（m）

根据上述,考虑到该想到服务年限较长，确定该巷道采用Φ20×L2000mm全螺纹钢锚杆支护，锚杆间排距0.8m。

该巷道采用锚网喷加锚索支护，，支护使用φ20×L2000mm全螺纹钢锚杆、配合φ4㎜钢丝经纬网(网格尺寸80×80mm)，网格均匀；锚杆间排距1000×1000mm。锚杆呈三花布置，距迎头0—50米进行复喷，喷浆砼采用C25细石混凝土，喷厚90mm，喷射混凝土总厚度120mm。锚索：φ15.24×L7000mm,锚至坚硬岩石中不小于1000mm。每两排锚杆打设一组（一组两根）。

主斜井井底开门3米段采用钢筋砼支护方式，后段采用锚网索支护方式，断面形状为拱形，巷道断面：

信号硐室S掘=4m2，S净=3.57m2

供电、通讯、供排水、设备运输等各项辅助工程，待我公司组织人员进入施工现场堪察，根据实际情况，编制工程设计，请求业主协助办理，以便进行施工准备工作。

城西污水厂一期污水收集系统工程施工组织设计巷道规格及名称(mm)