城郊二矿的矿井施工组织设计毕业论文

'城郊二矿的矿井施工组织设计毕业论文目录前言........................................................................................................................11矿井设计基本情况...........................................................................................21.1矿井概述及地质特征...................................................................................21.2井田开拓与开采............................................................................................101.3矿井主要生产系统........................................................................................222施工准备工作的编制.......................................................................................332.1开工前的准备工作........................................................................................332.2施工设备、设施的安装................................................................................333立井井筒施工组织设计...................................................................................363.1井筒概括........................................................................................................363.2表土施工.........................................................................................................373.3基岩掘砌.........................................................................................................414井巷过渡期及井底车场施工组织设计..........................................................524.1井巷过渡期.....................................................................................................524.2井底车场.........................................................................................................564.3与井筒连接的硐室和巷道施工....................................................................635运输大巷施工组织设计...................................................................................665.1运输大巷断面设计........................................................................................6691 5.2运输大巷断面布置图.................................................................................705.3运输大巷施工................................................................................................766建井施工总工期...............................................................................................816.1建井工期.........................................................................................................816.2工程排队及施工组织排队............................................................................836.3主要技术经济指标........................................................................................84致谢.........................................................................................................................86参考文献.................................................................................................................8791 前言本设计为城郊二矿的施工组织设计。设计主要分为六部分：矿井设计基本情况、施工准备工作的编制、立井井筒施工设计、井巷过渡期及井底车场施工组织设计、运输大巷设计施工、建井施工总工期及主要技术经济指标。在内容上设计以设计原理和设计方法为主线，力求在阐明基础原理的基础上，密切结合矿井的实际条件，采用先进的施工方法。设计中的重要数据和图表都是以城郊煤矿的地质资料、井筒断面图、巷道断面图、等为依据，严格的依照了《矿井建设专业毕业设计教学大纲》的要求进行计算和描绘。在进行设计过程中，严格遵守《煤矿安全规程》和《煤矿施工设计规范》的有关规定，不仅注重加强了基本理论、基本方法技能的学习和基本能力的培养；而且注重了与其它课程的联系，特别是与课本及规程的衔接与配合。在设计中得到了指导老师以及其他老师和同学的精心指导和大力帮助，在此一并表示感谢！由于本人学识水平有限，加上时间仓促，本设计中错误和不足在所难免，恳请各位老师和同学批评指正。作者：2010年6月8日91 1矿区概述及地质特征1.1矿区概况1.1.1交通位置永夏矿区城郊2矿井田位于河南省永城煤田中部，永城县位于井田西分，南北长约4.8km，东西宽约1.44km，北邻陈四楼井田，勘探面积7km2。地理坐标为：东经116°17′30″～116°25′21″，北纬33°53′52″～34°00′35″。井田内地势平坦，交通方便。永城县城西北至陇海铁路商丘车站95km，夏邑车站62km,东北至京沪铁路徐州车站97km，东南至宿州车站74km，均有柏油公路相通，各乡﹑村之间亦有公路相通。图1-1交通位置91 1.1.2地形地貌及水系本井田位于黄淮冲积平原的东部，地势低平开阔，西北高，东南低，坡降为1∕4500～1∕6000，井田东南部的3405孔处最低，地面标高31.03m；井田北部的0005孔处最高，地面标高34.58m.一般高程32～34m。全为第四系全新统之亚砂土及亚粘土所覆盖。井田地表水系不发育，仅有纵横交错用于排涝的人工沟渠，较大河流为沱河，由北西流向南东，横贯全井田，注入安徽省的新汴河。沱河平水年流量一般为1～2m3/s,雨季最大流量384m3/s，最高洪水位标高为34.79m。本区地处中纬（34°），属半旱，半润湿气候,蒸汽量大于降雨量，干湿差大，四季分明。年平均气温14．3℃，月平均气温最高为26．7℃（7月份），月平均最低为－0.7℃（１月份）．降雪期和冰冻期为每年12月至翌年3月．最大冻土深度为19cm，一般为10cm．年平均降雨量多集中在7～8月份，占全年50％．本区岁没有破坏性地震的历史记载，但千年来，邻区（东部）安徽省肖县、宿县一带历史记载的强烈地震比较频繁，达38次之多，影响到本区地震裂度为6度。1.1.3矿区经济条件城郊矿井录属于河南省国有企业永煤集团，企业生产设备先进，规模宏大，经济效益好。除煤矿外，该企业还有许多附属企业如龙宇能源集团，正龙集团等。农业主要以小麦为主，加之其交通便利，各种企业较多，所以经济发展迅速，经济状况良好。1.1.4地质特征1）地层本区系永城煤田城郊矿井，永城煤田的区域属华北地层区，鲁西分区，徐州小区。上奥陶至下石炭统，三叠系至古新统缺失。井田地层基本和区域地层相一致，根据钻孔揭露自下而上可分为中奥陶统(O2),中、上石炭统（C2C3）,二叠系（P）和新生界（KHz）。由老至新叙述如下：①中奥陶统（O2）在井田内穿见最大厚度达490.42m，可能包括部分下奥陶统。②中石炭统、本溪统（C2b）主要由铝土泥岩和鲕状铝土泥岩组成，厚度4.54~11.42m，平均厚度8.21m。③上石炭统太原组（C3t）91 由较稳定的薄厚层状灰岩、泥岩、沙质泥岩组成，局部夹有鲕状铝土泥岩。含煤层厚度0.18~0.75m，平均厚度0.4m。本组厚度135.7~159.20m，平均厚度145.82m。所含灰岩9~11层，自下而上编号L1~L11，其中L2、L8、L11厚度稳定，其余各层为较稳定和不稳定。④下二叠统山西组（P1S）主要由泥岩、砂质泥岩、砂岩及煤层组成，厚度72.4~130.10m，平均102.54m，平均3层。⑤下二叠统下石盒子组（P1X）由泥岩、砂质泥岩和砂岩、鲕状铝土泥岩及煤层组成，厚度45.03~105.00m，平均69.63m，含煤5~7层，其中三1、三2、三4为可采煤层，是井田内重要的含煤地层。⑥上二叠统上石盒子组（P2S）由泥岩、铝土泥岩、中细粒砂岩组成，本组平均厚度747.59m，分为P2S1、P2S2、P2S3、P2S4四段。⑦上二叠统石干峰组（P2S）主要由泥岩砂质泥岩粉砂岩组成，夹由紫斑泥岩和砂岩。⑧第三系（R）中新统（N2）：厚度76.10~170.16m，平均厚度99.41m，底部局部由次生炭酸岩沉积，中上部以粘土为主，夹亚粘土及少量砂土。上新统（N2）：厚度151.69~192.97m，平均厚度171.57m，以细~中砂为主，与粘土、亚粘土交替沉积。⑨第四系（Q）更新统（Qp）：厚度45.20~79.50m，平均厚度59.76m，由粉砂、细砂与粘土、亚粘土及少量亚粘土所组成，局部见有中砂。粘性土厚度大于砂性土。全新统(Qh)：厚度27.18~48.90m，平均厚34.17m，以粘土亚粘土为主，夹细砂及亚粘土。1.1.5地质构造本区位于华北台块东南隅，山东台背斜徐蚌凹折带中，秦岭～昆嵛纬向构造带东段北支的南侧，新华夏系第二沉降带的东侧。由有一系列北东10°～30°左右的隐伏带、向斜及断裂构造所组成。91 1）断层构造本区东以F1断层，南以F20断层，西以F5断层，北以F5、F7之间风化带为界，矿区内主要有一条正断层：F17断层，生产揭露的多为小断层，其特征如下：①F5正断层：位于西部边界，走向NNE,倾向SEE，倾角80°，最大落差100米。②F20正断层：位于南部边界，走向EW,倾向N，倾角70°，最大落差大于350米。③F17正断层：位于蒋阁向斜东翼，走向接近SN,倾向W，倾角70°,最大落差145米，区内延伸长度3500米④F1正断层:位于东南角边界,走向NNE,倾向NWW,倾角70°,最大落差280米。表1-1主要断层特征一览表断层编号地点断层性质断层产状落差/m延伸长度/m走向倾向倾角ºF5正断层井田西部边界正断层NNESEE801004940F20正断层井田南部边界正断层EWN703501400F17正断层蒋阁向斜东翼正断层近SNW701453650F1正断层东南角边界正断层NNENWW7028011202）褶曲构造本区已经查明的褶曲构造有1个，如下：蒋阁向斜：位于井田东南角，轴向近南北，延伸长约5.5km，宽约1.8km，为短轴向斜。3）岩浆岩本区基本没有岩浆岩的分布。1.1.6水文地质条件根据含、隔水层岩性组合特征、埋藏条件等自上而下分为四个含水组，即新生界孔隙含水组、二叠系裂隙含水组、石炭系太原组岩溶裂隙含水组、奥陶系岩溶裂隙含水组。现分述如下：1）新生界孔隙含水组（Ⅰ）91 区域为新第三系、第四系冲、湖积松散地层，可细分为上、中、下、底四个含水段。各段地下水的赋存条件、富水性、水质水量、水位均具明显的差异性，砂层为11～21层，总厚80.13～159.04米，平均119.67米。①上段：直接受大气降水补给，循环条件好，交潜强烈，与地表水有互补关系，具有典型的强烈蒸发特点，单位涌水量0.87～6.71L／s.m,渗透系数54～198m／d。②中下段：有良好的稳定隔水层，以水平侧向渗透补给为主，径流变缓，补给区与含水层分布区不一致，单位涌水量0.001～1.45L／s.m,渗透系数54～198m／d。③底端粘土层是隔离下部基岩风氧化带的稳定隔水层，厚度由几米到上百米，虽然局部有砂层透镜体与风氧化带直接接触，具封闭性好，微渗透。2）二叠系裂隙含水组（Ⅱ）由上石盒子、下石盒子、山西组砂岩含水层段组成，具弱承压性，顶部为风氧化带，深度在基岩面下，垂深18米左右，其上新生界底部粘性土隔水层，垂直越流补给微弱。含水层之间又有泥岩、砂质泥岩隔水，基本无联系。地下水均以本层水平侧向远方运移补给为主，补给源不足，径流滞缓，以消耗静储量为主。本组岩相变化大，裂隙发育又不均，多被方解石石脉冲填，富水性强弱也各段不一，上石盒子组比下石盒子组、山西组相对富水性较强。单位涌水量0.001～0.07L／s.m，渗透系数0.002～0.80m／d。3）石炭系太原组岩溶裂隙含水组（Ⅲ）本含水层主要为灰岩（11层、局部13层）次为砂岩，灰岩总厚70多米，以L10、L8、L4、L2四层灰岩，沉积稳定，厚度大。据钻孔揭露L10及以下各层灰岩都有不同程度的漏水现象。岩溶裂隙发育不均，又多被泥质、钙质充填，富水性强弱不同，以本层远方水平侧向运移为主。封闭条件较好，静水压力传递快，补给区、分布区、排泄区不一致。单位涌水量0.001～2.87L／s.m,渗透系数0.005～7.47m／d。4）奥陶系岩溶裂隙含水组（Ⅳ）奥陶系灰岩在安徽闸河煤田东西两侧广泛出露，永城境内在芒山一带有零星剥蚀残丘，井田东永城伏背斜轴部奥陶系灰岩大面积隆起，直接被新生界地层覆盖，走向与背斜轴一致，岩溶裂隙沿垂深减弱，部分被泥质、钙质充填，加之受构造断裂控制，灰岩富水性很不均一，大理岩、大理岩化灰岩富水性较强而结晶灰岩相对比较弱。地下水补给源除露头处受大气降水补给外，广泛隐伏区主要为水平侧向运移，补给量较大，以潜流形式向远方排泄。单位涌水量0.0091 2～3.56L／s.m,渗透系数0.009～6.22m／d。综上所述，本井田断层富水性较弱，具有一定的隔水性能，一般情况下不会发生大的导水威胁，煤层顶板砂岩裂隙水是矿床主要直接水的水源，但由于井田内砂岩富水性很弱，渗透性差，径流滞缓，补给源不足，故对将来的矿床开采一般不会造成太大的威胁。同时本井田是一个与外部水力联系微弱，补给不足的较完整的独立水文地质单元，开采煤层远离地表水体，无充水影响，间接充水岩层“灰岩”，虽然单位涌水量较大，局部在断层处有与煤层对接的可能性，如留好煤柱，远离断层，一般是不会突水的。本矿井水文地质，工程地质条件属中等类型。1.1.7地下水的补给、径流及排泄条件本矿井可供选择的水源，地下水有新生界松散层和生产期间井下排水，地表水有沱河。根据本井天的水文地质特征，地表水沱河属季节性河流，流量不稳定，旱季断流，不能作为供水水源；新生界第三系上新统含水组，其含水砂层厚55.58～113.65，平均80.16，含水丰富，水质符合要求，是可靠的供水水源．另外，井下排水经处理后亦可作为消防洒水和选煤长洗煤等的供水水源。1.1.8矿井涌水量矿井预计正常涌水量1182m3/h，考虑上段灰岩突水，最大涌水量为1917m3/h。1.1.9煤层及煤质1）煤层本井田含煤地层自下而上依次为上石炭统太原组，下二叠统山西组，下石盒子组及上二叠统上石盒子组，由煤层分析可知：一、四、五煤组所含煤层不具有工业价值，可采煤层均赋予于三煤组之中，是本区设计的主要对象。①三1煤层位于三煤层下部，下距K4标志层顶平均间距15.64m，上距三22煤层底板平均间距4.19m，属可采煤层。②三2煤层三2煤层赋存于三煤组中下部，下距三1煤层顶板平均间距4.19m上距三4煤层底板平均间距8.42m，属可采煤层。③三4煤层91 三4煤层赋存在三煤组中上部，下距三2煤层顶板平均间距8.42m，上距K5标志层底平均29.76m，属可采煤层。特征详见下表1-2表1-2可采煤层特征表煤层煤层厚度（M）煤层间距（M）夹矸岩性稳定性可采情况煤层结构最小最大平均层数总厚(M)顶板底板三40.813.551.468.420～20.28泥岩砂质泥岩泥岩砂质泥岩较稳定大部可采简单～复杂三20.802.031.160～10.28泥岩砂质泥岩砂岩泥岩砂质泥岩较稳定可采简单4.19三10.802.031.160～10.24泥岩砂质泥岩泥岩砂质泥岩较稳定偏不稳定大部可采简单～较简单91 2）煤质三4及三2煤层:以亮煤、暗煤为主，含有少量的镜煤及丝煤，属于亮～半暗型煤，为中灰分，特低硫、特低磷，氟含量也很低，具有高发热的无烟煤。三1煤层：三1煤层与三2、三4煤层相比，暗煤含量增多，多为半暗型煤，以富灰分为主，特低硫、特低磷，其他有害元素砷、氟含量低具有中等发热量的无烟煤。煤质分析资料如下表所示：表1-3煤质分析资料表煤层名称水份%灰份%硫份%磷份%挥发份%发热量大卡（K/g）三1煤层0.920.450.610.0049.517040三2煤层1.220.100.620.0079.487089三4煤层1.327.550.640.0059.5071731.1.10其他开采技术条件1）煤层顶底板①三4煤层顶底板：三4煤层赋存于三煤组中部，下距三2煤层顶板平均间距8.42米，上距K5标志层底平均为29.76米。煤层顶板主要以泥岩和砂质泥岩为主，个别点为砂岩。煤层底板大部分为泥岩和砂质泥岩。后期的构造运动和冲刷作用对煤层稳定程度影响甚小。②三2煤层顶底板：三2煤层赋存于三煤组中部，下距三1煤层顶板平均间距4.19米，上距三4煤层底板平均间距8.42米，三2煤层的成煤环境在三煤组中相对较好，绝大部分为单层结构，厚度稳定，煤层底板多为泥岩和砂质泥岩，顶板大部分为泥岩，局部为砂质泥岩和砂岩。③三1煤层顶底板：91 三1煤层位于三煤组下部，下距K4标志层顶平均间距15.56米，上距三2煤层底板平均间距4.19米，三1煤层形成于废弃三角洲平原上，砂泥物质来源较丰富，植物生长受到不同程度的影响，使得煤层厚度不稳定，双层结构的较多，灰分较高，沉缺及不可采点较多，三1煤层底板多为泥岩，砂质泥岩，顶板以泥岩和砂质泥岩为主，局部为砂岩。三煤组的顶底板抗压强度一般小于600kg/cm2（局部大于600kg/cm2），稳定性差，管理有一定困难。伪顶厚0.1～0.5米，多为炭质泥岩，局部为泥岩，呈零星分布。2）瓦斯井田中各煤层沼气含量一般小于0.5cm3/g，属低瓦斯矿井。3）煤尘爆炸性各煤层均无煤尘爆炸危险。4）煤的自燃倾向各煤层均属不自燃发火煤层。5）地温井田内地温仅随深度的增加而增加。井田的平均地温梯度为2.67。C/100m，从地温梯度看，浅部地温梯度较高，深部地温梯度较低。从二2煤，三2煤层地温等值线图上看出，等温线与煤层底板等高线基本平行，二2煤层-500m以浅的地温一般低于30C,-600m以深的地温除井田东南部小面积低温区外，一般为一级高温区。在3127空（F3断层西侧）-700m以深地段，地温大于31C；为一级高温区。其余地段地温一般低于31C。1.2井田开拓与开采1.2.1井田境界本井田属于永夏矿区城郊井田，位于城郊井田东南部，其境界范围划分以城郊矿井精查地质报告为依据，东以经线39446500为界，西至39444000线，南以F20断层为界，北以F5~F7之间风化带为界。南北长约4.8km，东西宽约1.44km，含煤面积约为6.8km2。井田四周无小窑开采。井田境界如图1-2所示，各主要边界点坐标如下表1-4所示：91 图1-2井田境界图表1-4主要边界点坐标序号XY序号XY13944423037532162394464823755500339445589375350543944692337571355394462503758595639445180375832373944650037571508394458503756245939445647337564810394440003754621.2.2矿井资源/储量计算1）矿井地质资源/储量储量计算的最低可采厚度为0.7m，最高灰分以不大于40％为限。91 第一水平地质储量3277.1689万吨第二水平地质储量5332.1091万吨2）矿井资源/储量评价和分类从精查地质报告中对资源的控制程度和资源量的计算结果分析，121b级储量为探明的（预可研）经济基础储量，122b级储量为（包含安全煤柱）控制的经济基础储量。1.2.3矿井工业资源/储量矿井工业储量＝122b＋2M22＋333k式中：122b－经济的基础储量；2M22－边界经济的基础储量；333－推断的资源量；K－可信度系数。这里矿井工业储量等于矿井地质储量。1.2.4矿井设计资源/储量矿井工业储量减去设计计算的断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱、地面建(构)筑物煤柱等永久煤柱损失量后的储量，即为矿井设计储量。根据《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱的留设与压煤开采规程》的有关规定，各种煤柱留设如下：断层煤柱留设30m，由于F5、F20、F1断层即是井田边界，因此这三条断层依规定留设40m煤柱；井田境界40m；地面建（构）筑物20m，由于本区地面基本没有什么建筑物，因此不用留设；本井田内砂岩富水性很弱，渗透性差，径流滞缓，补给源不足，故对将来的矿床开采一般不会造成太大的威胁，因此不用留设防水煤柱。1.2.5矿井设计可采储量矿井设计储量减去工业场地、井筒和井下主要巷道等保护煤柱损失量后的储量乘以采区回采率，即为矿井设计可采储量。按照规定，各种保护煤柱留设如下：工业场地留设15m，井筒20m；井下水平大巷30m。91 各种煤柱损失计算结果详见下表1-5:表1-5煤柱损失计算表水平煤层煤柱损失（万吨）断层防水井田境界工业场地井筒井下大巷一（-300～-600）三132.739024.03516.3583.24547.755三232.739024.03516.3583.24547.755三442.965030.25120.5884.10265.278合计107.219078.32153.25410.59158.648二（-600～-900）三120.700015.60011.2462.84716.583三220.700015.60011.2462.84716.583三48.682025.56415.6473.59621.492合计22.48056.66438.1299.54054.578全矿井合计129.6990134.93591.39320.13212.1261.2.6煤层储量计算汇总矿井储量汇总见下表1-6：表1-6矿井储量汇总表91 水平煤层地质储量（万吨）工业储量（万吨）设计储量(万吨）采区回采率％可采储量（万吨）Ⅰ（-300～-600）三11767.1911767.1911678.831485%1351.9011三2721.406721.406684.950085%551.8756三4788.5719788.5719749.143385%603.2575合计3277.16893277.16893113.31042507.0342Ⅱ（-600～-900）三1583.0667583.0667553.850085%446.0461三2784.3394784.3394745.122485%600.0196三4687.7491687.7491653.361685%526.1280合计2055.15522055.15521952.397485%1572.1937总计5332.10915332.10915065.50364079.22801.2.7开拓方式本井田煤层埋藏较深，表土层较厚，水文地质条复杂及主要可采煤层赋存比较稳定，储量比较丰富等特点，本设计采用立井开拓方式。1.2.8井筒个数、用途及装备根据开拓部署，矿井投入生产时设三个竖井，即，主井、副井和风井。井筒特征图见表1-7①主井净直径6.0m，。该井承担矿井煤炭提升任务。主井井筒断面布置见图1－3。②副井净直径6.0m，该井主要担负全矿井人员、设备材料与矸石等辅助提升任务，兼作矿井主要进风及安全出口。副井井筒断面布置见图1－4。③风井净直径4.0m，该井担负全矿井回风兼作安全出口，风井井筒断面见图1－5。91 表1-7井筒特征表井筒名称主井副井风井井口坐标经距394453003944535639445850纬距375556037555183755780井口标高（米）+32+32+32井筒倾角（度）909090井筒深度（米）第一水平632632632第二水平891876825井筒直径（米）净6.06.04.0掘进6.86.84.6井筒断面（M2）净28.2628.2612.56掘进36.3036.3016.62砌壁厚度（mm）400400300材料混凝土混凝土混凝土井筒装备箕斗罐笼梯子间风速核算（m/s）3.71.95.6备注91 图1-3主井井筒断面布置图图1-4副井井筒断面布置图91 图1-5风井井筒断面布置图1.2.9井筒施工方法表土段采用冻结法施工，基岩段采用综合机械化配套、短段掘砌混合作业方式，对于基岩富水性较强段采用工作面注浆。1.2.10井壁结构1）表土段井壁结构根据井筒穿过地层的水文地质条件，确定主、副、风井表土段采用冻结法施工。主井井筒的内外井壁总厚度为850mm，副井井筒的内外井壁总厚度为1100mm，风井井筒内外壁的总厚度为950mm。基岩段的主井、副井和风井井筒均采用综合机械化配套、短段掘砌混合作业方式，素混凝土井壁。主井井壁厚度为400mm，副井、风井井壁厚度为450mm。1.2.11工业场地位置选择91 工业场地是指矿井地面工业生产的场所，包括生产指挥机构在内。例如，主、副井，矿井变电所和压风机站，煤炭加工生产系统（筛煤或洗煤厂、铁路装车站，储煤场和煤仓，矸石排放或处理设施），供水、供热，机电维修场以及行政福利设施等。地理位置实际上反映着主、副井的位置。而且应该尽量不压煤或尽量少压煤，尽量缩小占地面积、减少煤柱损失，尽量利用荒山、坡地、不占良田。所以考虑地理位置和交通形式决定选择不压煤或少压煤的.根据《煤炭工业设计规范》中矿井工业场地占地面积指标的规定，中型矿井为1.3～1.8公顷/10万吨，所以本矿井工业广场占地面积在7.8～10.8公顷之间。本区为冲击平原地带，为贯彻不占良田，少占农田，不拆或少拆村庄的方针，本矿井工业广场占地面积可取为8公顷。综合考虑矿井工业广场位置布置的原则和影响其布置的条件，现预提出三个方案进行比较：方案一：工业广场设在井田北部，等高线-350～-450附近；方案二：工业广场设在井田中央等高线-700处；方案三：工业广场设在井田底部，等高线-800附近。三个方案的工业广场在矿区的相对位置如下图1-6所示：图1-6预提方案工业广场相对位置图91 下面从地面和井下条件综合考虑，比较上述三方案，确定出最合理方案。比较内容见下表1-8：表1-8工业广场位置选择预提方案比较方案序号优点缺点一地势平坦，平场工程量小；位于煤层浅部，压煤少；距主要运向一侧较近，井上运输成本低。位于井田边界，煤炭井下运输成本增大，离生活区远不利于生产；附近有大的断层，不利于施工二地势平坦，平场工程量小；位于井田中央，便于两翼开采；煤炭井下运输成本最小；井筒石门距离较短。距北部主要运向一侧偏远，运输成本较大；三地势平坦，平场工程量小；位于井田边界，煤炭井下运输成本较大；距主要运向一侧最远，地面运输成本最大；显然，方案二在经济上合理，技术上可行，因此，确定方案二为最合理的方案，即矿井工业广场布置在井田中央，等高线-700附近。1.2.12井筒数目的确定本设计对井筒数目提出了两个方案进行比较。方案Ⅰ：矿井移交生产时开凿三个井筒，即主井、副井和风井。主井担负全矿井的煤炭提升任务兼进风。副井担负全矿井的辅助提升和矿井主要进风任务，并兼作矿井的安全出口。风井担负全矿井的回风任务兼作安全出口，井筒内设置梯子间，并布置有消防洒水及灌浆管等。该方案主要优点：①建井期间施工改绞灵活方便，施工速度快，建井工期短；91 ②回风井任务专一，通风系统安全性好；③主井井筒不需要采用密闭措施，漏风量小，矿井通风费用低。缺点：①井筒工程量大，施工队伍占用多；②井筒开凿费用高。方案Ⅱ：矿井移交生产时开凿两个井筒，即主井、副井。主井担负全矿井的煤炭提升任务，并兼作矿井回风和安全出口。副井担负全矿井的辅助提升和矿井进风任务，兼作矿井的安全出口，并布置有消防洒水管道及灌浆管道等。该方案主要优点：①一井多用，矿井的井筒工程量少；②井筒开凿费用低。缺点：①建井综合施工速度慢，建井工期长；②主井兼作回风井，漏风量大，井筒装备腐蚀严重，井筒断面需要加大，通风费用高。根据以上比较结果，本矿井初期开凿三个井筒具有较多的优点，故本设计推荐三个井筒方案，即矿井移交生产时开凿主井、副井和风井。主井担负全矿井的煤炭提升任务，装备一对非标25t箕斗，井筒净直径为6.0m，井筒深度为632m；副井担负全矿井的辅助提升和矿井主要进风任务，并兼作矿井的安全出口，其内装备一对3t底卸式矿车双层单车罐笼，设梯子间、管路和线缆，副井井筒直径为6.0m，深度为632m；风井担负全矿井的回风任务兼作安全出口，井筒内设置梯子间和灌浆管路，风井井筒直径为4.0m，井筒深度为632m。1.2.13水平划分及水平标高根据本井田的地质条件可知，整个井田为缓倾斜、倾斜煤层，倾角在20～30。之间，煤层底板等高线分布在-300～-900m间，垂高达600m，根据《煤炭工业矿井设计规范》的规定，当矿井划分为阶段开采时，其阶段垂高宜为200～350m(缓倾斜、倾斜煤层)。因此本矿井宜划分两个或两个以上的水平。下面以划分两个水平和三个水平进行比较。方案一划分两个阶段，两个水平，以-300～-600为第一水平，-600～-900为第二水平；方案二划分三个阶段，三个水平，以-300～-500为第一水平，-500～-700为第二水平，-700～-900为第三水平。表1-9为不同水平划分方案的阶段参数。91 表1-9水平划分的阶段参数方案阶段数目/个阶段垂高/m两个水平2300300三个水平3200200200根据第一水平必须满足规定服务年限的要求，将两方案比较如下表1-10：表1-10方案比较矿井设计生产能力(Mt／a)矿井设计服务年限(a)第一开采水平设计服务年限(a)（煤层倾角＜25°）规定必须达到的服务年限（a）两个水平三个水平0.9321912200.64829180.45643924显然，当划分为三个水平时，只有井型为0.45Mt/a时，其第一水平服务年限符合规定。而划分为两个水平时，井型0.6Mt/a和0.45Mt/a的第一水平服务年限均符合规定，考虑到目前井型向大型化发展，确定井型为0.6Mt/a，划分三个水平显然不合理，因此，水平划分确定为两个水平，即-300～-600为第一水平，-600～-900为第二水平。两水平相关参数如下表1-11所示：表1-11水平划分序号开采范围可采储量（万吨）服务年限（a）备注一-300～-6002507.034229符合规定的大于20a二-600～-9001572.1937191.2.14大巷布置方式91 本矿井为低瓦斯矿井，故运输大巷采用双轨架线式电机车运输。运输大巷选取的运输设备为：ZK10-6/250架线式电机车及1.5吨固定式矿车。选取24kg/m的钢轨，钢筋混凝土轨枕，混凝土道床。在人行道一侧布置水沟，水沟深500mm，宽550mm。管子悬吊在人行道一侧，电缆挂在非人行道侧，通讯电缆挂在管子上方。由于回风大巷内没有机械设备通过，因此其断面设计只需考虑通风情况。1.2.15采区划分及开采顺序根据对煤层赋存条件，煤层开采条件及地质构造条件等诸因素分析后，采区划分主要以落差较大断层、煤层可采边界等自然边界作为采区划分的主要依据。另外设计也考虑了采用综合机械化对采煤工作面的要求，尽量发挥综机效能。据此矿井划分为1个采区1.3矿井主要生产系统1.3.1井筒提升矿井设计产量0.60Mt/a，采用一对立井开拓方式，主井净直径6.0m，装备一对JDG-6/75×4的标准箕斗，担负矿井的煤炭提升任务；副井净直径6.0m，装备一对1吨矿车单层双车普通罐笼，担负矿井人员、设备、材料等辅助提升任务，兼作进风井。1）主井提升设备计算原则：在不加大提升机及井筒直径的前提下，选择较大的提升容器，以采用较低的提升速度，节省电耗。确定小时提升量Ah=式中：Ah——小时提升量，t／h；An——矿井年产量，60万t／年；c——提升不均衡系数。《煤炭工业设计规范》规定：有井底煤仓时为1.10～1.15；无井底煤仓时为1.20。本设计取1.15；af——提升能力富裕系数，取1.2；br——年工作日，330天；t——日工作小时数，16h；代入数据计算得：91 =156.8t/h合理的提升速度在选择提升容器时，一般都采用经济速度法，常用的经济提升速度为vm=(0.3～0.5)，m/s式中H——提升长度，666m。取vm=0.3代入数据计算得：vm=0.3=7.54m／s估计一次提升循环时间TxTx=++u+θ，s式中：a——提升加速度，取a=0.7m／s2；u——爬行时间，箕斗可取10s；θ——休止时间，查表得θ=20s。代入数据计算得：Tx=124s一次合理提升量的确定Q==5.44t根据上述计算值，从箕斗规格表中选取型号为JDG-6/75×4的标准箕斗表1-12箕斗特征表箕斗型号装载重量(t)自重(t)箕斗容积(m3)提升钢丝绳直径（mm）最大提升高度(m)JDG-6/75×467.926.632~5012002）选择钢丝绳按《煤矿安全规程》的规定，提升钢丝绳应按最大静载荷并考虑一定的安全系数的方法进行计算。3）计算钢丝绳终端荷载91 F=(Q+Qz)sinα式中F——钢丝绳终端载荷，t；Qz——容器自重，7.5t；α——井筒倾角，90°。代入数据计算得：F=13.5t钢丝绳悬长Hc=H=666m钢丝绳单位长度重量P/P/≥，㎏／m式中σB——钢丝绳公称对拉强度，18500㎏／cm2；ma——钢丝绳安全系数,《煤矿安全规程》规定，专门升降物料的钢丝绳ma≥6.5，取7.0。代入数据计算得：P/≥5.54kg/m根据计算结果，从钢丝绳规格表中选取直径为40.0mm的股纤维芯钢丝绳，其特征见下表1-13：表1-13钢丝绳特征表钢丝绳直径㎜钢丝直径㎜钢丝总断面积㎜2参考重量㎏100m公称抗拉强度㎏／㎜2破断拉力总和㎏40.02.6604.95571.71701025004）选择提升机确定提升机滚筒直径按钢丝绳直径d选择D≥80d=3200㎜按钢丝绳中最粗的钢丝直径选择D≥1200δ=3120㎜式中δ——钢丝绳中最粗的钢丝直径，2.6㎜。综合上述结果，确定提升机滚筒直径D=3200㎜。91 ①计算最大静张力Fj和最大张力差Fc它们的值应不小于提升机实际最大静张力和最大张力差。Fj=(Q+Qz+P·Hc)sinα，㎏Fc=(Q+P·Hc)sinα，㎏代入数据计算得：Fj=5370.8㎏；Fc=3122.8㎏②滚筒宽度验算及选择提升机专门升降物料的倾斜井筒应采用多层缠绕的提升方式。B≥，㎜式中n——摩擦圈数，n=3；n´——多层缠绕为避免长期咬绳而加的备用圈数，取为4；ε——相邻两绳圈的间隙宽度，一般取2～3㎜，本设计取2.5㎜；D0——平均缠绕直径，mD0=D+，mm式中K——钢丝绳缠绕圈数，取4；代入数据计算得：D0=3260mm，B≥553㎜根据以上参数，从提升机表中选取型号为的提升机，其特征见下表1-14：表1-14提升机特征表提升机卷筒钢丝绳两筒总重91 型号钢丝绳最大速度减速器及传动比中心距数量直径宽度最大静张力最大静张力差个m㎏m／s㎜t2JK-3/20231.51300080005.6ZHKR-15020162653.11.3.2井下运输1）井底车场①井底车场形式的确定本矿井井下采用皮带运输煤炭，+540m水平井底车场主要服务于副井辅助提升系统，根据一水平大巷位置及地面工业场地布置方式，设计采用环形立式车场。见图2－5－1。②主井装载方式的确定本矿井为立井开拓方式，对主井装载方式，采用上提式（水平之上）装载，装载点标高+578.000m，装载硐室高于+540m车场水平34m，利用倾角13°30′上仓皮带斜巷连接井底煤仓。③空重车线长度的确定，列车运行及调车方式、车辆通过能力计算采用1.5吨固定式矿车运输，10吨架线式电机车牵引，每列车由20辆矿车组成。辅助运输采用1吨固定式矿车，掘进煤列车由30辆矿车组成，煤矸混合列车由19辆矿车组成，其中煤车6辆，矸石车13辆。井底车场设1吨翻车机处理掘进煤。④井底车场硐室根据生产及安全需要，井底车场内设以下硐室：中央变电所、中央水泵房、爆炸材料库、蓄电池电机车充电及修理间、消防材料库、调度室、等候室、主井井底撒煤清理、医务室等硐室。91 2）大巷运输本矿井回采工作面机械化程度高，为保证井下生产的连续稳定性，大巷煤炭运输采用胶带机运输，辅助运输采用ZK1.5-7/100型架线式电机车牵引1.5t固定式矿车运输。大巷铺轨采用600m轨距、30kg/m钢轨，支拉板、固定道床。3）采区运输本矿井设计同采工作面为两个，每个工作面日产煤909t，工作面长度为180m，首采区煤层平均倾角23°，根据以上条件，回采工作面采用SGW-44A型可弯曲刮板输送机，其技术特征见表1-15。表1-15SGW-44A型可弯曲刮板输送机技术特征表型号长度m运输能力t/h刮板链规格速度m/s刮板间距mm破断拉力t力功率kwSGW-40A180150d18×640.81024≥3522区段运输平巷运输设备选择本矿井生产工艺为高档普采，其区段平巷的配套设备为SJ-80型双向伸缩带式输送机，其技术特征如表1-16。表1-16SJ-80型带式输送机技术特征表型号输送量t/h输送长度m带速m/s传动滚筒直径mm托辊直径mm带宽mmSJ-8040080025001088001.3.3矿井通风通风方式和通风系统的选择城郊二煤矿是低瓦斯矿井，根据井田内的煤层赋存状态、埋藏深度及井田范围等条件，在设计投产初期采用中央分列式通风系统。1）最大风量91 根据按井下同时工作的最多人数计算，和按采煤、掘进、硐室以及其他用风巷道实际需风量计算，后者大于前者，所以最后确定矿井需风量为41m3／s。最大及最小负压矿井通风容易时负压：H01=1609.87Pa矿井通风困难时负压：H02=2176.25Pa选择通风机国内目前矿井所用风机分为轴流式和离心式两大类通风机，由于离心式通风机占地面积大无自身反风功能，故设计选择轴流式通风机，根据矿井所需风量和负压及某风机厂提供的风机特性曲线，设计选择2K60№24轴流式通风机共两台，一台工作，一台备用。2）反风措施所选通风设备为轴流通风机，能够直接反转反风或调节动叶，不需要专用反风道，并轴流风机反风量能够达到所需风量的40％，满足《煤矿安全规程》要求。1.3.4矿井供排水中央水泵房排水设备根据矿井开采情况，在副井井底车场附近设置中央水泵房，排水管路沿副井井筒敷设至地面矿井水处理站。1)选择水泵根据国内目前所生产卧泵情况，设计选择D450-100型水泵，其技术参数如下：表1-17水泵特征表型号额定流量Qem3/h额定单级扬程He1m额定单级轴功率Ne1kw额定效率ηe(%)单级零流量扬程H01mD450—100450100160601162)水泵台数的确定91 n1=n2≥0.75n1同时满足：(n1+n2)Qe≥Qmaxn3≥0.25n1n=n1+n2+n3式中n1——工作水泵的台数，台；n2——备用水泵的台数，台；n3——检修水泵的台数，台；n——水泵的总台数，台。计算得：n1=2；n2=1；n3=1；n=4共需要四台水泵，其中两台为工作水泵，一台备用，一台检修。3)排水管路的选择排水管公称直径d/p=，m取d/p=0.28m=28cm壁厚的计算δ/p=0.5dp+c式中dp——标准管内径，㎝；σz——管材许用应力。无缝钢管σz=80MPa；p——管内液体压强，p=0.011Hp，6.27MPa；c——附加厚度。无缝钢管取c=0.2㎝。代入数据计算得：δ/p=1.203㎝=12.03mm。现根据d/p、d/x和δ/p确定排水管和吸水管的管材。其特征见表1-18。表1-18管材特征表91 功用管材公称内径㎜外径㎜壁厚㎜每米长的重量㎏／m排水管无缝钢管2802991391.69吸水管无缝钢管40142625247.22根据本矿的设计排水能力，采用两趟管路，其中一趟工作，一趟备用。1.3.5压风设备1）设计依据本矿井井下用风设备为三个掘进头，工作面配置的风动设备见表6－4－1。2）空气压缩机选择①压风机站供风量的计算Q=α1α2γΣmiqikI=1.2×1.15×（8×3×0.7+2.8×2+3.6×3+1.2×2+3）=53.27m3/min②选择压风机根据“国家安全监管总局国家煤矿安监局关于所有煤矿必须立即安装和完善井下通讯、压风、防尘供水系统的紧急通知（安监总煤行[2007]167号）”文件精神，设计在地面设置集中空气压缩机站，压风管路敷设到井下各设备用风点及工作面人员所需用风处。生产后期当掘进距离较远地面压风机排气压力不能满足设备要求时，现场根据实际情况增加移动压风机并和地面压风机联合使用。工作面风动设备用风量表表1-19设备名称及型号台数耗风量工作压力同时使用91 用风地点m3/min台MPa系数井下砼喷射机65～80.4～0.6凿岩机22.80.4～0.6气动锚杆锚索机33.60.4～0.6风镐31.20.4～0.6井底煤仓用风3根据目前矿经所需供风量，设计选择螺杆式空气压缩机三台，其中两台工作，一台备用。考虑到井下用风量波动较大，在压风机站内预留一台备用位置。空气压缩机性能参数如下：排气量：40m3/min排气压力：0.85MPa电动机功率：250kW电压：6kV冷却方式：风冷3）压风管路的选择压风管路选择无缝钢管，管路沿副井井筒敷设下井，并沿井下大巷敷设至各设备用风点及人员自救处。主干管选用φ219×4.5无缝钢管，支管视用风点用风设备用风量及人员自救需要量分别选用φ108×4和φ57×3.5无缝钢管。1.3.6矿井供电施工用电利用永久66KV电源，双回路供电。一回线引自灯塔一次变电所，另一回线引自辽阳铁西一次变电所。矿井开工后首先施工一回线，长度为14km，作为冻结钻施工电源，然后施工二回线，长度为24km，在井筒开工前完成，保证施工期间双回路供电。风井施工电源利用永久66KV电源。井筒开工前两回线按设计形成，保证双回路供电，风井广场内设临时配电室，供施工用电。91 地面变电所利用永久建筑物，先期形成，减少临时工程费用。地面低压变电所也利用工业场地总配电室，全部设备按永久设计安装，初期作为冰冻变电所，后期作为地面低压变电所。2施工准备工作91 2.1开工前准备工作2.1.1施工前期准备1）场地平整副井井筒施工范围内，场地己平整，具备开工条件。2）供电建设单位建35kv临时变电站，提供6kv电源。再建6kv临时变电所，6kv电压直接供绞车、压风机等高压设备用电；安装一台6000v/400v变压器，给低压用电设备供电。井口另设一台6000v/690v变压器，供吊、卧泵用电。3）供水工广内建设提供生产、生活用水的水源井。4）地面排水井筒施工期间地面排水按照相关要求，修筑临时排水沟与广场排水系统连通，排入指定位置。5）临建设施土建大临工程设施的布置，尽量不占用永久建筑物位置。6）通讯在施工初期采用移动电话与外界联系，中后期采用直拨电话联系。场内安装容量20门的程控电话交换机，负责井口、各车间及办公室间的通讯联络。2.2施工设备、设施的安装2.2.1凿井悬吊设施的安装1）天轮平台的安装副井采用Ⅴ型凿井井架凿井,安装时利用井架西南侧已安装好的单10t稳车作为起吊动力，在井架提升梁上反一台单10t滑车作为导向滑车，对天轮平台上的设施进行起吊，将天轮平台的各梁及天轮进行就位、安装。2）翻矸系统的安装91 翻矸平台的安装采用分部件组装、整体起吊的方法安装。即在地面上组装好翻矸平台的各部件，利用已安装好的用于悬吊稳绳的2台稳车将翻矸平台各部件起吊到设计位置，将其与井架相应部位利用螺栓连接固定。依据《翻矸系统布置图》依次安装翻矸平台主副梁、翻矸溜槽、翻矸门、平台栏杆、翻矸门及井盖门小绞车等。3）JK型矿井提升机的安装根据前面《主要施工设备的选型》一节，此井筒的施工使用2JK-3.5/20及2JK-3.5/20型矿井提升机各一台，因两机的安装方法相同，故只讲述一种。①提升机机械部分的安装在提升机的基础强度达到70％后，将提升机的机械部分就位到基础上，同时将地脚螺栓穿上。根据设计位置，利用千斤顶通过加减垫铁的方法将主滚筒、减速器及主电机分别操平找正，在主滚筒与减速器操平找正的同时应将其地脚螺栓紧固，然后进行二次灌浆。轴瓦的研磨，因JK型提升机的主滚筒与减速器的传动均采用滑动轴承传动，每次安装时必须对轴瓦进行研磨，以保证主轴在轴瓦中传动时两者接触所必须的接触面。研磨时使用两木搭通过倒链作为起吊动力，主滚筒的转动可临时安装一台11.4KW调度绞车或利用已安装好的凿井绞车作动力。减速器的研磨可利用三角架通过倒链对各轴进行起吊，人工加杠杆作为各轴转动的动力。提升机其它机械部分的安装可在提升机车房形成后与电气部分同时进行，主要包括盘形闸、深度指示器、润滑油站、液压站以及润滑、液压管路的安装。②绞车房土建工程的施工。在主轴装置研磨完毕，将两木搭拆除，即可开始土建工程的施工。③提升机电气部分的安装在提升机车房施工完毕后，便可安装提升机的电气部分。提升机的电气部分主要包括：高压柜、高压换向器、加速屏、TKD系统主屏、动力制动屏、加速电阻、操作台及测速发电机等，将各设备就位、操平找正、二次灌浆后，然后进行电气部分的接线工作。④在提升机的机械、电气部分安装完毕，进行提升机的空车试运转。运转达到安装标准后，即可缠绳挂罐投入运行。4）压风机的安装根据设备选型一节，副井井筒施工选用ATLS40m3型压风机、20m3型新型螺杆式压风机各两台，只需要砌筑一个基础平台，将压风机放好接好电源线即可投入使用。5）凿井绞车的安装91 凿井悬吊设备采用JZ系列凿井绞车分两个方向布置，井口集中控制。①副井井筒施工使用的凿井绞车有：JZA-5/1000、JZ-16/800、2JZ-16/800、JZ-10/600、型等，其底盘为一个整体，只分为主滚筒、减速机和电机两部分。安装时利用吊车将其分别就位到基础上，穿上地脚螺栓，在就位减速机电机的同时将其与滚筒通过十字头联接。将各部连接螺栓紧固后，利用千斤顶通过加减垫铁的方法对其整体进行操平找正，然后进行二次灌浆。②在凿井绞车的机械部分安装完毕，进行电气接线工作。③缠绳后悬吊各凿井设施。2.2.2封口盘和吊盘的选择1）封口盘封口盘采用钢结构，盘面用δ6mm网纹钢板铺设，在封口盘上各悬吊管线位置设有孔口门，以便管线顺利通过。同时用胶皮将孔口缝隙封堵严密。2）吊盘吊盘采用钢结构，为三层盘，直径Φ6.2，冻结段外壁施工时，周边安设折页。盘间距均为4m，四根立柱连接。上层盘为保护盘；中层盘为工作盘，放置井下配电盘；下层盘为工作盘，并悬吊中心回转抓岩机。为保证吊盘的稳定性，在上、下层盘均设置稳固装置。采用四台JZ-16/1000凿井绞车四绳悬吊。3）固定盘固定盘采用钢结构，设在井口以下4.0m位置，盘面铺δ6mm网纹钢板，用于安设中线小绞车，同时作为井筒施工保护盘及日常拆、接管线的工作盘。3立井井筒施工设计3.1井筒概况91 3.1.1井筒主要技术特征副立井井筒设计净直径均为6.0m，井筒深度为632m，由于表土段地质条件及水文条件复杂，采用普通施工方法难以通过，为加快施工速度，确定表土段采用冻结法施工。井筒主要技术特征见下表3-1：表3-1井筒主要技术特征表序号项目单位数据备注1井筒标高m+9142井筒净直径mφ6.03断面积净m228.26掘进表土m236.30基岩m244.254井筒垂深总深m632表土段m186基岩段m272.2井底水窝m305锁口表土段m1.2钢筋混凝土6表土段外壁m0.6内壁m0.56基岩段m0.5素混凝土7井底水窝m0.58设计冻结深度m1869基岩段深度m272.210马头门个211井底水窝m303.1.2井筒地层1）断层　本区东以F1断层，南以F20断层，西以F591 断层，北以F5、F7之间风化带为界，矿区内主要有一条正断层：F17断层，生产揭露的多为小断层，其特征如下：①F5正断层：位于西部边界，走向NNE,倾向SEE，倾角80°，最大落差100米。②F20正断层：位于南部边界，走向EW,倾向N，倾角70°，最大落差大于350米。③F17正断层：位于蒋阁向斜东翼，走向接近SN,倾向W，倾角70°,最大落差145米，区内延伸长度3500米④F1正断层:位于东南角边界,走向NNE,倾向NWW,倾角70°,最大落差280米。2）褶曲构造本区已经查明的褶曲构造有1个，如下：蒋阁向斜：位于井田东南角，轴向近南北，延伸长约5.5km，宽约1.8km，为短轴向斜。3.1.3水文地质根据含、隔水层岩性组合特征、埋藏条件等自上而下分为四个含水组，即新生界孔隙含水组、二叠系裂隙含水组、石炭系太原组岩溶裂隙含水组、奥陶系岩溶裂隙含水组。3.1.4瓦斯井田中各煤层沼气含量一般小于0.5cm3/g，属低瓦斯矿井。3.2表土施工3.2.1表土施工方案选择根据地质资料，结合现有多年冻结立井施工经验及技术装备，冻结段外壁采用综合机械化配套方案，短段掘砌混合作业方式。采用小型挖掘机掘进装罐为主，人工多台风镐、铁锹刷帮掘进为辅，结合中心回转抓岩机直接破土辅助装罐。井筒内全部冻实或进入风化基岩段时，采用钻爆法施工。井口设置砼集中搅拌站，外壁砌筑采用3.0m高单伸缩缝液压伸缩整体移动式金属模板，两掘一砌，内壁砌筑采用1.0m高组合式金属模板，自下而上一次性连续砌筑，溜灰管下砼。3.2.2临时锁口施工91 本段按临时锁口施工，采用红砖砌壁，厚度700mm。施工时根据设计要求留出临时风道和封口盘钢梁梁窝。下部永久井壁纵向钢筋均须按要求留出搭接长度，以便与永久锁口部分相连。3.2.3表土段施工方法、施工工艺及设备1）掘进表土层中一般情况下采用小型挖掘机掘进装罐为主，人工多台风镐、铁锹刷帮掘进为辅，结合HZ-6型中心回转抓岩机直接破土辅助装罐。砂土层中机械抓土为主，施工时先抓取中间罐窝，再抓四周土层，最后人工刷帮至设计尺寸；粘土层中采用人工风铲掘进，大抓装罐。三班掘进，每班掘进高度1.0m；一班砌壁，段高3.0m。掘进采用G-11型风镐，风镐钎为扁铲形和普通形两种，未冻土层或冻结粘土层使用扁铲型风镐钎，其它使用普通型。当井筒冻实或进入风化基岩段时，采用钻爆法施工。钻爆器材：FJD-6.7型伞钻，中深孔光面爆破，炮眼深度1.8m，配合B25mm中空六角钢成品钎杆，Ф42mm十字形钻头，中低威力抗冻炸药，药卷选用Ф45mm、Ф35mm药卷，5m长脚线1~10段毫秒延期电雷管，隔段使用，联线方式为大并联，地面380V交流电源引爆。爆破参数：根据风化基岩段所穿过岩层情况及冻结段施工有关规定编制爆破图表。冻结基岩段爆破图3-1。掘进注意事项：①施工中，根据冻结管倾斜情况，及时调整周边眼位置，保证周边炮孔距冻结管不小于1.2m。②控制总装药量，周边眼装药长度不应超过孔深1/2，单位体积岩石炸药量一般不大于1.2Kg/m3。③风动工具的防冻：一是在井口安设离心式压风脱水器，利用离心原理将压风里的水份脱出，净化压风。二是使压风管经过冻结沟槽，让压风预冷之后放掉冷凝的水分。三是配齐配足风动工具，出现上冻后及时更换。四是加强风动工具的维修保养，随时检修，确保正常运行。爆破参数：根据风化基岩段所穿过岩层情况及冻结段施工有关规定编制爆破图表。冻结基岩段爆破表3-2，表3-391 图3-1冻结基岩段爆破图91 表3-2冻结基岩段爆破图表序号炮眼名称眼数个眼深m角度（°）装药量起爆顺序装药结构备注卷/眼Kg/眼1掏槽眼62.09033Ⅰ反向连续装药φ45×5002辅助眼121.89021.6II反向连续装药φ45×500φ35×5003辅助眼171.89021.6Ⅲ反向连续装药φ45×500φ35×5004辅助眼241.89021.6Ⅳ反向连续装药φ45×500φ35×5005周边眼401.88821.2Ⅴ反向连续装药φ35×500隔眼装药6合计99177.6126.8表3-3预期爆破效果表名称单位数量名称单位数量炮眼利用率％85每米井筒炸药耗药量Kg/m82.87每循环进尺m1.53每立方米岩石炸药消耗量Kg/m31.33每循环爆破实体岩石395.2每立方米岩石雷管消耗量个/m30.83每循环炸药消耗量g26.8每米井筒雷管消耗量个/m51.6每循环炮眼总长度m79.4每循环雷管消耗量个792）壁砌外壁支护结构为单层钢筋砼，砼强度等级按不同段高分别设计为：标高+23.0m～-73.0m段井壁砼强度等级为C30；标高-73.0m～-180.0m段砼强度等级为Ｃ40；采用单缝液压伸缩移动式整体金属模板砌壁，模板分直模和刃脚两部分，直模高2.8m，刃脚高700mm，刃脚上按钢筋设计位置留出搭接插孔。加工两套。井口安装二台JS-1000型强制式搅拌机，配自动计量上料装置，两趟直径Ф91 219mm溜灰管下灰。砼浇筑施工方法同基岩段。3）施工辅助系统装岩、提升、排矸、通风、供风、供水等辅助系统，在井筒开工后均已形成，故冻结段的提升、排矸等辅助系统同基岩段。4）施工要求：①该井筒穿过的冲积层较厚，因此，外壁施工时，在加强冻结的同时，应严格控制掘砌段高、冻结壁的平均温度及冻结壁的暴露时间，确保外壁施工的安全和井壁质量。②钢筋在地面加工，运至井下按设计要求连接，钢筋直径见设计，圈筋接头搭接长度为≥30d，接头宜错开，在同一断面钢筋接头的数量不大于总数的25%，接头错开的距离不小于35d，纵筋采用直螺纹连接。③施工时要根据现场实际情况采取临时支护措施，并根据现场实际情况编制临时支护措施。④施工前要与冻结单位联系，掌握冻结有关参数及相关资料。３.3基岩掘砌3.3.1作业方法根据井筒净径、深度、支护结构、地质水文条件及我处立井井筒施工装备情况，采用综合机械化配套、短段掘砌混合作业方式。伞钻打眼，4.0m深孔光面爆破，中心回转抓岩机装岩，两套单钩配4m3吊桶提升，座钩式自动翻矸，8t自卸式汽车排矸，3.6m高度液压伸缩整体下移式金属模板砌壁，一掘一砌，井口设集中砼搅拌站，配备两台JS-1000型搅拌机，一套自动计量上料装置。溜灰管下砼。悬吊设备采用JZ系列10-16t凿井绞车，井口集中控制。3.3.2钻研爆破工作1）钻眼机具和爆破器材FJD-6.7伞型钻架配YGZ-70型风钻6台凿岩，眼深4.0m,B25mm中空六角钢成品钎杆，Φ52mm"十"字形钻头。炸药：为满足深孔大直径爆破的要求，选用T330水胶炸药，药卷规格为Φ45×500mm，周边眼选用Φ35×500mm。如穿煤层，改用T320型安全型水胶炸药。91 雷管：为满足深孔爆破的起爆需要，选用5m长脚线毫秒延期电磁雷管，段别分别为1、3、5、7、9或2、4、6、8、10段毫秒延期电磁雷管，隔段使用。揭煤或有瓦斯的时候使用1、2、3、4、5段毫秒延期电磁雷管。爆破电缆：放炮选用一趟U3×25+1×10电缆，附在大抓绳上，吊盘以下至工作面选用4mm2铜芯母线电缆。放炮母线选用12#铁线。起爆电源：大功率专用电磁雷管发爆器。2）爆破工作爆破参数主要根据井筒所穿过岩性，并结合确定的成井速度、作业方式、钻眼机具、爆破材料及劳动组织等因素来确定。井筒基岩段所穿过岩性以泥岩、砂岩为主，因此本设计按中硬岩f=4-6考虑，编制了一套爆破图表，施工中岩石硬度发生变化时，现场根据实际情况进行调整，以达到最优爆破效果。①炮眼深度根据FJD-6.7型伞钻的技术特征，并考虑尽量减少井壁接茬数量，模板高度定为3.6m，确定炮眼深度4.0m。②炮眼布置根据以往施工经验及计算炮眼布置如下：采用双阶直眼掏槽法掏槽眼15个辅助眼36个周边眼36个共计87个有关炮眼布置参数见爆破图表。表3-4基岩段爆破表炮眼眼数眼深装药量装药结构备注91 序号名称(个)(m)角度（°）起爆顺序卷/眼Kg/眼1掏槽眼62.89044Ⅰ反向连续装药φ45×5002辅助眼94.29055II反向连续装药φ45×5003辅助眼154.09033Ⅲ反向连续装药φ45×5004辅助眼214.09033Ⅳ反向连续装药φ45×5005周边眼364.08831.8Ⅴ反向连续装药φ35×5006合计87342.6241.8表3-5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每米井筒炸药耗药量Kg/m67.1每循环进尺m3.6每立方米岩石炸药消耗量Kg/m31.48每循环爆破实体岩石m363.3每立方米岩石雷管消耗量个/m30.53每循环炸药消耗量g20每米井筒雷管消耗量个/m24.17每循环炮眼总长度m241.6每循环雷管消耗量个8791 图3-2基岩段爆破图③装药结构及起爆顺序装药结构：采用反向连续装药结构。起爆顺序：从掏槽眼到辅助眼依次起爆，周边眼最末起爆，雷管从内向外逐次为1、3、5、7、9或2、4、6、8、10段起爆。④连线方式为降低爆破网路电阻，放炮母线四芯电缆并成两芯用。91 3.3.3装岩工作1）岩石量及装岩能力：按照预想爆破效果，每炮爆破后井筒松散矸石量约261m3，中心回转装岩机装岩能力为50-60m3/h。满足快速施工要求。2）装岩：为保证抓岩机装岩的连续性，充分发挥其装岩能力，浅井期：提升能力满足抓岩能力，可不用或少用座底罐，在深井期：抓岩能力大于提升能力，井底设座底罐，以减少提升休止时间、充分发挥提升能力。抓岩机抓岩的顺序为：抓出水窝-抓出罐窝-抓取边缘矸石-抓井筒中间岩石。抓岩机抓取岩石可分为两个阶段：第一阶段（集中阶段）：此阶段要充分发挥抓岩机抓岩能力和提升能力，尽快把堆积在井底的大量爆落矸石装运到地面。第二阶段（清底阶段）：由于岩石受放炮震动破裂，但与原岩还未完全分开，因此抓岩能力受到影响，清底工作组织的好坏，不但直接影响到装岩时间，而且直接影响钻爆工作的速度和效果，也是凿井循环作业中必须高度重视的一个重要环节。3.3.4永久支护1）支护形式基岩段永久支护形式设计为浇筑素混凝土支护，混凝土强度等级为C30，井壁厚度为400mm。若遇破碎带岩层或岩性较差，可采用锚喷联合支护或钢筋混凝土井壁。2)支护方式基岩段采用短段掘砌混合作业，一掘一砌，取消临时支护，3.6m高单缝液压伸缩整体移动式金属模板砌壁。3)混凝土支护施工机具：采用井口搅拌站，安设两台JS-1000型强制式搅拌机，无缝钢管下砼。振动器使用ZN-70型行星式高频振动器。4）混凝土配合比设计①选择材料的原则：a)保证混凝土强度。b)符合工程性能和长期水文条件要求。c)就地取材。②材料的选用91 水泥：选用525普通硅酸盐水泥，比重3.1Kg/升砂：选用级配良好的中砂，细度模数取3.0,容重1.55Kg/升，比重2.65Kg/升。碎石：选择用石灰岩碎石粒径2-4cm，比重2.6Kg/升，容重1.5Kg/升。水：生活用水。③砼初步配比计算：C30a).水灰比:w/c=A/(fcu/fce+A*B)A、B为回归系数，取A=0.48，B=0.52fcu：混凝土配制强度30MPfce：水泥的实际强度52.5MPw/c=0.48/(30/52.5+0.48*0.52)=0.585b).用水量，坍落度取50-70mm，查表每m3砼用水量185Kgc).水泥用量c=185/0.585=316Kg规定水泥用量不小于250Kg，合乎耐久性要求。d).砂、石用量，取砼容重2400Kg/m3按D=40mmMk=3.0查表石子用量为1229Kg砂子用量Sa=2400-1229-185-316=670Kge).初步计算结果：水泥：316Kg砂：670Kg石子：1229Kg水：185Kgd).Ｃ30砼配合比为：1:2.12:3.89水灰比:0.58e).C40、C45、C50、C55砼配合比设计：计算过程同上C40砼配合比为：1:1.66:3.16水灰比:0.48每立方砼材料用量：水泥：389Kg砂：645Kg石子：1229Kg91 水：185KgC45砼配合比为：1:1.34:2.86水灰比:0.434每立方砼材料用量：水泥：426Kg砂：570Kg石子：1229Kg水：185KgC50砼配合比为：1:1.24:2.66水灰比:0.47每立方砼材料用量：水泥：426Kg砂：573Kg石子：1229Kg水：185KgC55砼配合比为：1:1.03:2.4水灰比:0.37每立方砼材料用量：水泥：500Kg砂：515Kg石子：1229Kg水：185Kg根据试配结果，在现场施工前，应按实际材料和设计配合比进行试配，强度符合设计要求方可使用，否则重作调整。5)模板的拆卸与组立液压伸缩整体下移式金属模板仅有一条伸缩缝，脱模是靠安装在伸缩缝两侧的四个液压油缸同时向内收缩，带动模板进行收模工作，从而达到脱模的目的，脱模下移到预定位置时，靠液压油缸同时外伸,使模板撑大至设计尺寸，操平找正并固定牢固后，便可进行浇筑砼作业，为了确保井壁按茬质量，模板下部设计45°斜面刃脚，模板上部设浇注口。拆模：从井上将风动液压泵站下到井底，接上风带，并给油缸对上高压油管，接头要绝对干净，开动风动液压站，启开高压阀门，使油缸工作带动活塞内收，使模板脱开井壁。91 组立：模板拆下后，有信号工与井上稳车房联系，下放模板到预定位置开始组立，将高压阀门打开到减压位置，使模板恢复到设计尺寸，锁死，将模板找正稳固牢靠，刃脚没有落到矸石上的地方，用矸石填实，并撒上一层砂以防跑浆，打开模板上的脚手架杆，将脚手架杆支好，模板即组立完成。6)浇注砼支护施工模板立好经检查符合设计要求后，即可进入砼浇筑工作，砼应分层对称浇注；随浇筑随振捣。3.3.5混凝土施工注意事项1)严格按照高强砼施工工艺进行施工。①搅拌：采用强制式砼搅拌机拌合砼，除按配合比配料外，为配合短段掘砌作业的要求应添加早强剂，本设计采用BR-3型高效早强减水剂。外加剂的掺量为水泥用量的3-5%。在使用时，根据需要量，直接加入到搅拌机内，与骨料一起搅拌均匀即可。井口搅拌机供料时，应组织好人力、物力、备好拌制砼的材料等，井下开始浇灌时，集中全力供砼。每次浇筑砼用量约为36.4m3。②振捣成型工艺：采用国内先进的行星式高频振动器，不仅使粗、细骨料被振动，而且能振实水泥颗粒。③砼中加入适量BR-3高效早强防冻剂，以降低水灰比，提高砼早期强度。④砼入模温度应控制在15~20℃范围内。基岩段井壁砼中掺入防裂密实剂，并在每个大段高接缝处周圈设置遇水膨胀橡胶止水带。2)在浇注砼前，必须把接茬处清理干净，模板刃脚处用矸石铺平塞严，最后撒上一层砂以防跑浆。3)浇注砼时要垂直入模，下料要均匀，对称连续分层浇注，振捣工作要求定人、定点分层振捣，分层厚度不超过300mm，且均匀布置振点，间距一般为300~400mm，不得出现漏振和振动棒碰撞钢筋现象。随浇注随振捣，确保砼饱满密实。4)浇筑过程中，工作人员从模板观察门进行浇筑效果检查和处理，用振捣器将混凝土捣实，消灭狗洞、蜂窝、麻面。5)接茬施工应特别注意，在浇注时，要边浇注边捣固边慢慢关闭浇注活门，确保砼饱满，接茬密实。91 6)拆除脚手架杆，对模板组件进行必要的清理和保护。3.2.8提升、排水、压气、通风等辅助工作1)提升设备的选择采用两套4m3吊桶单钩提升。①提升绞车主提选用一台2JK-3.5/20型提升绞车，额定功率1000KW；副提选用一台2JK-3.5/20型提升绞车，额定功率800KW。提升机主要技术特征如下：主（副）提升机机器型号2JK-3.5/20卷筒宽度1.7m卷筒直径3.5m钢丝绳直径43mm钢丝绳破断拉力118.5t钢丝绳最大静张力17.0t钢丝绳最大静张力差11.5t钢丝绳最大速度6.6m/s第一层时缠绕长度435m第二层时缠绕长度876m减速器传动比20额定功率1000（800）kw②提升天轮根据安全规程规定，提升天轮直径与钢丝绳最粗钢丝之比不得小于900，与钢丝绳直径之比不得小于60。经计算，主、副提均选用Φ3.0m提升天轮。③提升钩头：主、副提均选用11t提升钩头。④提升能力：附绞车提升能力表3-6。表3-6主、副提绞车提升能力表(m3/h)91 吊桶容积提升机型号提升高度（m）1002003004005006007008008235m3主提2JK-3.5/2055.250.941.637.133.530.527.525.925.45m3副提2JK-3.5/2055.250.941.637.133.522.92119.419.1合计110.4101.883.274.267.053.448.545.344.5注：井深达到400m时，更换为4m3吊桶。⑤凿井绞车选择凿井悬吊设备采用JZ系列凿井绞车分两个方向布置，井口集中控制。副井井筒施工使用的凿井绞车有：JZA-5/1000、JZ-16/800、2JZ-16/800、JZ-10/600、型等2)排水根据勘察资料，基岩段涌水量小于5m3/h。凿井期间按涌水量10m3/h考虑，采用二级排水，即井底工作面—吊盘—地面。吊盘上布置两台80DM100×12型高扬程水泵，一台运转，一台备用。排水能力为50m3/h，排水扬程1200m，电机功率400KW。排水管路采用Ф108mm无缝钢管，采用一台2JZ-16/1000型凿井绞车悬吊。工作面至吊盘水箱采用潜水泵，通过3"胶管排水。①井筒综合防治水措施根据井筒水文地质情况，应坚持“先探后掘”的原则，重点预防风化带含水层、后城组砾岩含水层。应在揭露各含水层之前，保证有一定的隔水厚度的情况下，提前探水，根据探水情况，进行必要的注浆堵水工作。a)装备较大排水能力的排水设备及满足要求的设备配件。b)通过含水层前，先进行探水，根据副井资料，在预留5米冻结段时，就应开始探水。根据探明的涌水量和水压的大小，确定合适的防治水方案。如含水层涌水量超过20m3/h，采取工作面预注浆方案堵水后再通过。涌水量较小时，先强行通过后，再进行壁后注浆封水。c)根据井壁情况发现有水及时进行壁后注浆封水。d)工作面井帮淋水，在立模前进行截水或导水处理，将水引出模板，保证井壁质量。e)91 全井筒的剩余漏水，井筒到底后采取壁后注浆封水，达到竣工验收标准（小于6m3/h）。3)压风、供水副、主井筒施工期间，主要用风设备伞钻的耗风量为68m3/min，需要供风量为:井筒施工期间，主要用风设备为伞钻、抓岩机。其中伞钻耗风量为60m3/min，中心回转抓岩机耗风量24m3/min，按最大耗风量计算，设计安设ATLS40m3型压风机、20m3型新型螺杆式压风机各两台，装机能力120m3/min。通过一趟Φ160mmPVC轻型管路向井下供风，井口附近设油水分离器。选用一趟Φ57mm钢管作井下供水管路，与压风管同用一台稳车悬吊，为保证稳压供水，管路底部安设卸压阀。悬吊选用一台2JZ-16/1000凿井绞车。4)通风经计算选用两台FBD-7.1/2×45kw对旋式风机，每台风机配置各自的双回路电源,并实现自动切换。布置一趟Φ800mm强力井壁固定，向井下压入式通风。通风机选型根据计算风量及风压，选用2*45KW调速通风机，满足要求。附：对旋式通风机技术参数：型号：FBD№6.3/2×30KW对旋式通风机风量：600～430(m3/min)全压：1500～5800(Pa)效率：>85%5)安全梯为防止在井筒突然停电或发生其它事故中断提升时能及时撤出井下工作人员，井筒内悬吊一个立井掘进安全梯，同时可乘25人，梯子应设有护圈，并靠近井壁悬吊。悬吊安全梯选用JZA-5/1000稳车一台。6)动力、照明及通讯①动力、照明井筒悬吊一趟Ｕ3×25+1×10动照电缆，附在一趟模板绳上。为保证工作面有足够的照明度，采用南京煤研所研制的新型煤矿立井专用照明灯，吊盘下层盘两盏，中层盘一盏，上层盘一盏，工作面盘两盏。井口用碘钨灯照明，工作面及吊盘上，每班配备5-10盏矿灯供突然停电时用。91 ②通讯、信号凿井期间，井筒内悬吊二趟Ｕ3×10+1×6橡套电缆作为井上下信号联系，电缆附在一趟吊盘绳上。井上下联系方式为：井口信号房、井底和吊盘，在每趟信号电缆上都单独设打点器将信号互相传送，同时以声光显示。井口信号房与绞车房之间设独立的信号，主、副提各设一套KJTX-SX-1型煤矿专用通讯信号装置。在提升绞车深度指示器上设行程开关，当吊桶提到距井口80m位置时，信号灯在井口信号房显示，告知井口信号工及时把井盖门打开。另设一趟直通电话。并在井底、井口、翻矸台、主副提绞车房配备电视监视系统，并与微机联网，项目部和井口调度室可进行电视监控。井下与井口、井口与绞车房之间设直通电话进行应急联系。井筒进入基岩段后，安装一套瓦斯监测监控系统，由地面调度室进行监控。91 4井巷过渡期及井底车场施工组织设计4.1井巷过度期的施工组织4.1.1主、副、风井开工顺序及贯通方案1）主、副、风井开工顺序本矿井建井工期为30个月，为达到这一目标，选择好主、副、风井三个井筒的开工顺序，对于合理部署矿井施工，缩短建井工期具有十分重要的意义。井筒开工顺序确定原则：①施工设备的合理使用立井井筒开凿需要大量施工设备，因此，距离较近的主、副井井筒可错开一段时间开工，以利于交替使用设备。由于主井井筒要进行临时改绞，应先开工主井井筒。②探明地质条件井筒施工的工程地质、水文地质条件对施工速度有较大的影响，井筒施工前虽也有井筒检查孔资料，但与井筒施工实际资料仍会有出入，为此宜一个井筒超前开工，探明地质条件，隔段时间再开另一个井筒。由于主井断面较小，先开主井井筒较为有利。③充分利用风井提升矸石大型矿井的井巷工程量非常大，为了加快井巷工程施工进度，应尽量使用主、风井同时担负提升矸石任务，为此风井也应尽早组织开工。综合上述原则，并结合现场的实际情况，确定先开主井，再开副井最后开风井。风井晚主井3个月开工，副井晚主井2个月开工。2）主、副、风井贯通方案贯通方案确定原则：①主、副井到底后，应尽早安排短路贯通，以便为提升、通风、排水、运输等工作创造条件。②选定合理的贯通方式，贯通距离尽可能短，工程量尽可能小。③尽可能利用设计上已有的井底车场巷道。④风井也应尽早贯通，以形成全矿井的通风系统。91 按照上述原则，并根据主、副井到底的时间，确定贯通道的施工由主井向副井方向掘进，先掘主井西侧的清理撒煤通道，再由该通道向副井空车线打一临时贯通道，最后由小断面通过副井空车线和井底车场连接处南侧，与副井贯通，主、副井贯通时间与副井到底时间同步。风井贯通方案为：在-650m水平辅运石门与-650m水平西翼回风巷较接近处，打一临时贯通道，形成全矿井通风系统。4.1.2主、副井交替装备施工方案主、副井交替装备可分为主、副井均一次装备；主井两次装备、副井一次装备；主、副井均两次装备三个方案。钱家营矿井井巷工程量较大，副井永久装备占用时间较长，因此确定采用主井两次装备、副井一次装备方案。它的优点是副井利用吊桶提升平巷开拓的矸石时间极短，能很快形成主井临时罐笼系统，提升能力较大，有利于加快建井速度，缩短建井工期。主、副井交替装备顺序：1）主、副井井筒开凿均采用临时井塔、吊桶提升；2）主、副井井筒到底并进行短路贯通后，主井改装临时罐笼提升，在此期间副井仍用吊桶提升；3）主井形成临时罐笼提升系统后，副井拆除凿井设施进行永久装备。4）副井形成永久提升系统后，主井停止临时罐笼提升，进行永久装备，形成主井永久提升系统。4.1.3机电设备设施的改装1）通风设施的改装井筒施工阶段在地面各布置一台局扇，主、副、风井各配一趟Φ600mm胶质风筒，采用压入式通风方式，向井筒工作面供风。其优点是：出风速度大，射程远，冲洗及排出工作面瓦斯、炮烟的能力较好。选用K60№24轴流式风机。各井筒到底后的通风系统：①主、副井到底后，短路贯通前，由于无法形成新的完整的通风系统，故仍利用原系统通风，胶质风筒适当向平巷接一段距离至掘进工作面。91 ②待主、副井完全贯通，可以形成完整的通风系统后，即可拆除主、副井中的风筒，在副井井底两侧各设一道带风门的风墙，在风墙上并联安装几台局部通风机进行压入式通风，形成主井井筒回风、副井井筒进风类似中央式的通风系统。各掘进工作面可以通过局部通风机进行压入式供风。③风井到底后，在与主、副井贯通前，仍保留原来井筒施工期局扇和风筒为风井区井下巷道掘进工作面送风，风筒向井筒与井底车场连接处两端的平巷延伸。④风井与主、副井贯通以后，即可拆除风井井筒内风筒，形成风井井筒回风、副井井筒进风的通风系统。各掘进工作面可以通过局部通风机进行压入式供风。待副井完成永久改绞，地面永久轴流通风机也已安装完毕，此时可封闭风井，利用永久通风机进行主、副井进风，风井回风的抽出式通风，形成永久通风系统。2）排水设施的改装①井筒施工期间的排水本矿井三个井筒深度分别为：主井632m，副井632m，风井632m。其中主井、副井井筒采用冻结法施工，冻结深度均为186m。在井筒施工时，应根据井筒检查钻孔资料，如果井筒通过预计涌水量大于10m3/h含水层时，要采取工作面注浆封水，井壁淋水超过6m3/h须采取壁后注浆，以实现“打干井”。为了防患于未然，需作两手准备。井筒施工阶段，三个井筒各布置两台80DM100×12型高扬程水泵，扬程1200m，流量50m3/h。②井筒到底至改绞前的排水井筒到底之后，将井底水窝作临时水仓，利用井筒内原设的吊泵向地面排水，待井筒与井底车场连接处东西两侧各掘砌20m后，进行临时改绞。③主、风井改绞后至贯通前的排水主、风井改绞后，仍利用井筒井底水窝作为临时水仓，在主、风井井筒与井底车场连接处附近分别布置二台水泵，井筒内各布置二趟108mm无缝钢管，将水排至地面。副井井筒到底，主、副井实现短路贯通后，副井进行井内临时吊挂设施拆除，开始进行副井永久提升系统的施工，因此副井不再改装临时排水管路。④主、副、风三井贯通后排水由于三个井筒同在一个工业场地，且相距较近，考虑到三个井筒短路贯通相隔时间比较短，故本设计提出二个临时排水系统方案：91 方案I：主、风井共用一套临时排水系统集中排水，即在主井附近利用永久硐室或巷道设置临时水泵房、开掘的临时水仓，投产后作为永久水仓的一部分以予利用。由主井敷设的φ219×8mm钢管集中排水。风井不设临时泵房及水仓。所以在主井改绞完成后，应尽快施工临时泵房和水仓，临时水仓的容量应能容纳4h的矿井施工时的正常涌水量。根据初设提供的涌水量，本设计在永久排水系统形成前取正常涌水量的1/2即145m3/h，因此集中临时水仓的容量应不小于145×4=580m3，临时水仓要考虑便于清理。泵房内安设两台200D65×7型号水泵(一台使用，一台备用)，每台流量280m3/h。临时排水系统形成后至永久排水系统形成前，这段时期内，风井施工区的流水可经井底车场调车线水沟→临时水仓。该方案由于风井不做临时泵房、水仓，可减少这部分大临巷道工程，技术和经济上较为合理。方案Ⅱ：主、风井井底各设一套临时排水系统。本方案最大的优点各成系统、分区管理、互不干扰。本设计根据上述两方案的优缺点和便于施工，推荐采用方案I。⑤副井提升系统及永久装备安装完毕，井下永久泵房、变电所及水仓竣工以后，则利用永久排水设施经副井排水管路排至地面。3）运输及其它①运输井底车场及平巷施工时，各掘进工作面的矸石装入矿车后，用蓄电池电机车牵引矸石矿车组至井底提至地面。②压风副、主井筒施工期间，主要用风设备伞钻的耗风量为68m3/min，需要供风量为:井筒施工期间，主要用风设备为伞钻、抓岩机。其中伞钻耗风量为60m3/min，中心回转抓岩机耗风量24m3/min，按最大耗风量计算，设计安设ATLS40m3型压风机、20m3型新型螺杆式压风机各两台，装机能力120m3/min。通过一趟Φ160mmPVC轻型管路向井下供风，井口附近设油水分离器。91 4.2井底车场4.2.1井底车场概述井底车场是连接井筒和运输大巷或主要石门的一组巷道及在井底车场内各种硐室的总称。它担负煤，矸石，物料，人员，的转送，是连结井下运输和井筒提升的枢纽，并为矿井通风，排水，供电等服务。但任何的形式的井底车场必须适应井下运输和井筒提升的需要。因此，井筒形式，提升方式，大巷运输方式的不同，其形式也各异。环行式井底车场按照井底车场空，重车线与运输大巷和主要石门的相对关系，环行式车场又分卧式，斜式，和立式三种。当主，副井存车线与主要运输巷垂直，并利用主要运输巷道作为调车线，但需转设车场的回车绕道，这种形式就称立式环行车场。刀式车场也是一种立式车场。在直线段上顶腿、推重车比较安全，由于是单侧进车，当以单轨线路布置进车线时，车场通过能力较小，如采用帅车调车，也可提高车场通过能力。当井筒距运输大巷较远时，可以用这种车场。环形式车场的优点是，它在提升方位与大巷方位呈任意角度相交或在主要石门不同长度的情况下均可采用，适应性强，且通过能力较大；其缺点是车场线路较长、巷道工程量较大、弯道多、施工速度较慢。当井下采用固定矿车运输时，环形式车场被广泛采用，或当大巷采用带式输送机运煤时，其副井井底车场也多采用环形式车场。重列车在车场内总是单向运行，因而调车系统简单，有利于采用自动控制信号系统，车场内可以两台以上电机车同时运行，车场通过能力较大。电机车不通过翻车机硐室，对有煤尘爆炸危险的矿井比较安全。目前我国现有的生产矿井中环行车场被广泛采用。4.2.2井底车场常用的调车方式1）顶车调车：电机车牵引重列车进入井底车场后，停在调车线20上，机电车摘钩，驶过道叉N1，经错车线过N2道岔回到列车尾部，顶推重列车进入主井重车线。然后，电机车经道岔N1绕道回车线19进入主井空车线15，牵引空列车绕道19驶向采区。这种调车方式电机车在井底车场内运行的时间较长，影响车场的通过能力。2）91 甩车调车：从采区驶来的重列车到调车线20后不停车，待电机车距自动分离道岔N110至20m时，电机车不停车即摘钩，驶过自动分离道岔N1去19绕道回车线，当电机车刚驶过N1道岔的一瞬间，该道岔自动打开，而重列车借惯性继续沿重车线滚行至主井存车线14。这种调车方式重列车不需减速，停车，电机车不需错线，反向，顶车，减少了会车机会，缩短了调车时间可以提高井底车场的通过能力。3）专用设备调车：当机车牵引重列车驶进调车线20后，电机车摘钩，经绕道驶向空车线牵引空车，重列车由专用调车机车，调车绞车或钢丝绳推车机等专用调车设备调入重车线。根据上述比较本设计井底车场的调车方式选择为甩车调车式。4.2.3井底车场形式本矿采用立井开拓，年产量60万吨。运输大巷采用胶带运输，轨道大巷采用双轨道运输。主井的提升设备采用箕斗，副井的提升设备采用罐笼。根据本矿运输设计，决定采用立井刀式环行车场。这种车场在直线段上顶推重车比较安全，调度工作简单，通过能力较大。由于本矿采用胶带运输机代替矿车运输，煤炭经输送机直接进入煤仓。4.2.4井底车场形式选择1)矿井设计能力为：60万吨/年，每年的工作日为330天，每日净提升时间为14小时。2)立井开拓，井田两翼运输量大致相等。3)主井净直径6米，副井净直径6米，风井净直径4米，井下主要运输大巷采用皮带运输机运输，其辅助运输采用1.5吨固定式重列车、矸石列车和材料车。4)煤巷布置，矸石量为产量的5%，由副井提升。5)选择井底车场形式为立式环行刀式井底车场，由主要运输斜巷、轨道斜巷、回风斜巷与煤层大巷相连。东西两翼大巷来车直接进入井底车场。对于各水平的井底车场形式的选择，主要考虑到各水平车场的出车方向和车场距大巷的距离。按设计规范的要求，各个水平车场的出车方向必须保持一致，不然提升问题就无法解决。91 图4-1井底车场布置及区段划分选择井底车场形式时，参考下列几点：1）对于开采缓斜和倾斜煤层的立井和穿岩斜井，当井筒距运输大巷较近(如40～60m)可采用卧式环行车场或梭式车场；井筒距大巷较远时(如大于120m)可采用立式环形车场或尽头式车场；井筒距大巷适中，井筒出车方向与大巷斜交，且距离不太远时，可选用斜式环行车场；开采急斜煤层，可采用刀式环行车场或尽头式车场。2）井底车场的形式应与矿井井型相适应。3）选择井底车场的形式还应考虑地面出车方向的限制，为此有时要求采用斜式环行车场；如果井下需风量较大，要求增加巷道断面，可采用立式环行车场或大断面的折返式车场。4.2.5井底车场线路平面布置整个井底车场平面线路布置是由以下各部分组成：各道岔线路联接尺寸；主、副井空重存车线长度；主井卸载坑线路长度；副井马头门车线长度；调车线长度；材料车线长度；绕道回车线长度等。4.2.6井底车场通过能力计算采用机车运输时，井底车场的通过能力应根据运行调度图表确定。编制图表时可采用下列速度和时间：91 1）当机车位于列车前、后，运距小于50m时，列车速度采用1m/s，运距在50～150m，列车速度采用1.5m/s；2）当机车位于列车前，运距大于150m，列车速度采用2m/s；3）当机车单独运行，远距小于100m时，机车速度采用2m/s，运距大于100m时，机车速度采用2.5m/s；4）机车摘钩、挂钩、转换运行方向、启动和通过手动道岔的时间宜各采用10s；5）机车牵引底卸式矿车通过卸载坑的速度宜采用1m/s。井底车场年通过能力应按下式计算：计算公式为N=3.16mG×105/1.15(1+K)ta式中N——井底车场年通过能力，吨；m——每列车的矿车数，辆，m=20；G——每辆车的净载煤重，吨，G=1.5吨；K——矸石运出量占煤产量的百分率，取20%；ta——列车进入井底车场的平均间隔时间，根据运行图表确定，取其平均值，5.92分；3.16×105——每年运输工作时间，按年工作日330天、每天16小时计算；1.15——运输不均衡系数。N=3.16×20×1.5×105/【1.15（1+0.2）×5.92】=116.04万吨/年=1.934，满足设计规范要求根据规范规定。计算井底车场年通过能力时，必须有一定的备用通过能力，井底车场的通过能力应大于矿井设计生产能力的30%；主要原因：一是井底车场设计通过能力是按进入车场煤、矸和混合列车的数量比例列表计算确定的，但实际生产时，各翼进入车场的列车数量和比例是有变化的；二是矿井实际日产量往往是不均衡的，有时这种不均衡性很大；三是列车在车场内调度运行时间，设计计算和实际可能有差距。4.2.7井底车场线路坡度井底车场线路坡度，即井底车场线路纵断面，是车场设计中的重要组成部分。91 在井底车场线路平面布置确定并经通过能力验算之后，即可进行线路坡度设计。设计时首先确定主井空重车线及副井空车线的坡度，然后根据高差闭合再行确定副井重车线的坡度，最后计算出行车线绕道的坡度。1）副井重车线由于采用了自动滚行，故所需坡度，高差损失较大，解决的办法或增加电机车顶运重车的距离，或增设拖车设备。2）行车绕道的坡度为5.61%，完全满足使用要求。本示例由于绕道直接和调车线相连，其长度有所增加，而在通常条件下该坡度较上诉数值为大。3）根据计算数据进行坡度设计的可靠性取决于所选择的坡度是否符合于客观实际条件，由于井底车场施工后各段线路坡度因相互影响较难调整，因此在设计前最好多做些调整研究工作，取得在相似条件下阻力系数的有关数据作为设计的依据，必要时再辅以理论计算，这样将会取得较好的效果。4.2.8井底车场巷道断面井底车场巷道由主，副井空，重车线，行车线绕道和吊车线等部分的巷道组成。这些巷道多与交叉点或洞室（如翻笼洞室，码头门）。相连接，并被其分割成许多独立的段落。井底车场巷道由于受单道，双道，弯道；单侧或双侧人行道；电机车是否近入以及进入的范围等等因素的影响，致使井底车场巷道断面类型很多。井底车场断面设计中，在满足规程要求和经济合理的前提下，应尽量减少断面类型，以利施工和简化设计工作。井底车场巷道断面设计中应注意以下几点；1）人行道设置①主井空，重车线均应设置单侧人行道，同时尚应考虑电机车进入的范围。②副井空，重车线作为人行通道时应设置双侧人行道，否则只设单人行道。③材料车线及马头门线路一般设置双侧人行道。④绕道及调车线一般设置单侧人行道，但调车线需在两侧进行窄挂钩作业时则应设置双侧人行道。⑤人车场按具体情况设单侧或双侧人行道。⑥在电机车通过处人行道的宽度应在800毫米以上，另一侧不得小于300毫米。⑦在弯道部分人行道应尽量设置在内部。人行道的设置应尽量减少跨线次数。2）车场巷道宽度91 ①弯道处巷道内侧应加宽100毫米，外侧加宽200毫米。双轨的轨道中心距应加宽300毫米。②双轨巷道摘挂钩处，列车车体最突出部分之间的距离不得小于700毫米。3）架线电机车运输时的架线高度（自轨面算起）①从副井井底道人车停车地点为2.2米。②车场其它巷道为2.0米。③架线与巷道顶板之间的距离不得小于200毫米。4.2.9井底车场主要硐室箕斗装载硐室是煤矿井下主要生产系统与主井井筒直接相连的一个主要硐室，是矿井原煤提升系统中的关键工程，断面较大，结构也较复杂，本矿井箕斗装载硐室，采用与井筒同时施工法，有利于其完整性。当井筒掘至硐室上方5m处停止掘进，并将上段井壁砌好，再继续下掘井筒至硐室位置。参照与马头门所处地质条件，其采用施工方法，同样以井筒与硐室各分层交替施工。见下图。硐室爆落下来的矸石扒放到井筒中装提出井。随掘进随采用锚喷网进行一次支护，并在其保护下，逐层下掘，待整个硐室全部掘完后，再进行二次支护，由上向下立模板、绑扎钢筋，先墙后拱连同井壁连续整体浇筑。硐室底板在墙、拱筑好后再浇筑。硐室施工完成后，再继续向下开凿井筒。图2—4井下中央水泵房和和中央变电所一般联合布置主井煤仓及装载硐室根据[规范]规定，矿井的煤仓容量为Qmc=（0.15～0.25）Amc,(2-8)式中，Qmc—井底煤仓容量Amc—矿井日产量0.15～0.25—系数，大型矿井取大值，小型矿井取小值,本设计取0.25则井底煤仓容量为：Qmc=0.25×6000=1500(t)采区煤仓为自由降落式垂直煤仓，结构见图：91 图6-18采区煤仓结构示意图1—上部收口；2—仓身；3—下口漏斗及溜口闸门基础；4—溜口和闸门⒉绞车房的布置中央变电所和中央水泵房中央变电所和中央水泵房联合布置，便于使中央变电所向中央水泵房供电距离最短，中央变电所和中央水泵房建成联合硐室，具体见图4-2。图4-2中央变电所和中央水泵房联合硐室91 4.3与井筒连接的硐室和巷道施工4.3.1管子道施工井筒掘进到-420m位置时，与井筒相接的6m管子道硐口和井筒同时施工完成，然后继续井筒掘砌施工。施工仍利用井筒凿井设备，矸石直接攉入井筒，抓岩机装岩，吊桶排矸。4.3.2马头门施工当井筒掘砌到马头门位置时，硐口处3m与井筒同时施工，采用锚喷或锚网喷临时支护，及时有效的控制住暴露出的围岩，待掘够3m深度后，与井筒同时砌筑，然后继续进行井筒施工，先掘砌完整个井筒，再返上来施工马头门剩余部分。采用下行式分层掘进，根据井底车场连接处的高度，将其分为2个分层，自上而下逐层施工，开始掘进上分层时，需用吊盘当工作台进行作业，井筒两侧马头门一次掘砌长度可定为10~15m，将爆落的矸石全部落入井底，随掘进随用锚喷网作临时支护，及时有效地控制住暴露出的围岩，待马头门自上而下整个断面掘出之后，再在一次支护的基础上进行永久支护，由里向外分段连续浇筑混凝土，完成马头门掘砌施工。91 4.3.3主石门、采区石门设计1)断面设计矿井投产时，除少量的开拓需风外，风量基本上用于首采区的回采与准备，因此通过采区石门的风量和运输大巷相差不大，因此设计主石门和采区石门断面相同。石门断面特征如下表4-1所示：表4-1石门断面特征断面名称断面面积/m2设计掘进尺寸/mm喷射厚度/mm锚杆/mm净周长/m净断面设计掘进宽高外露长度排列方式间排距锚杆长直径主石门10.913.23.63.7100钢筋砂浆50方形80018001812.852采区石门10.913.23.63.7100钢筋砂浆50方形80018001812.8522)风速校核3)主石门和采区石门允许最大风速为8m/s，计算得主石门和采区石门的风速V=7.45m/s，因此主石门和采区石门设计满足运输和通风要求，可以使用，其断面布置见图4-3（比例尺1：50）。91 图4-3石门断面布置图4.3.4井筒综合防治水措施根据本井筒采用了上冻下注治水方案，可基本实现打干井。同时，为预防万一，我们仍做好综合防治水的准备，根据实际情况，采取截、排、堵、导、注等措施。①装备有较大的备用排水能力。②在通过基岩段危险含水层时，采用先探后掘或边探、边注、边掘的施工方案。③冻结段解冻后，根据漏水情况进行壁间注浆封水。④工作面井帮淋水，在立模前进行截水或导水处理，将水引出模板。⑤基岩段井壁剩余漏水，适时采取壁后注浆。91 5运输大巷设计施工5.1运输大巷断面设计5.1.1选择巷道断面形状年产60万T的矿井第一水平石门一侧的运输大巷，一般服务年限在20年以上，采用900mm轨距双轨运输大巷,其净宽4.5m以上,,故选用半圆拱型断面，螺纹钢树脂锚杆与喷射混凝土支护。5.1.2确定巷道净断面尺寸1)确定巷道净宽度B由《矿山采矿设计手册·井巷工程卷》（以下简称手册）知：ZK14—9/550电机车宽A1=1335，高h=1330mm，3.0t矿车宽1520mm，高1550mm。根据《煤矿安全规程》，取巷道人行宽度C=850mm，非人行道一侧宽a=500mm。本巷双轨中线距b=1600mm，则电机车之间距离为1600—（1335/2+1335/2）=265mm>200mm故巷道净宽度：B=a1+b+c1=（500+1335/2）+1600+（1335/2+850）=1167.5+1600+1517.5=4485mm2)确定巷道拱高h0半圆拱型巷道拱高h0=B/2=4485/2=2242.5mm半圆拱半径R=h0=2242.5mm3)确定巷道壁高h3①按架线电机车导电弓子要求确定h3由半圆拱巷道壁高公式得h3≥h4+hc—式中h4—轨面起电机车架线高度，按《煤矿安全规程》取h4=2000mmhc—道床总高度，选30kg/m钢轨，hc=410mm，道砟高度hb=220mmn—导电洞弓子距拱壁安全间距，取n=300mmb1—轨道中线与巷道中线间距，b1=B/2—a1=4285/2—1167.5=975mm故h3≥2000+410—=1140mm②按管道装设要求确定h3h3≥h5+h7+h6—91 式中h5—道砟面至管子底高度，按《煤矿安全规程》取h5=1800h7—管子悬吊件总高度，h7=900mmm—导电弓子距管子间距，m=300mmD—压气管法兰盘直径，D=335mmb2—轨道中线与巷道中线间距，b2=B/2—c1=4285/2-1517.5=625mm故h3≥1800+900+220—=1345mm③按人行高度要求确定h3h3≥1800+hb—式中j为距巷道壁的距离，距墙壁j处巷道有效高度不小于1800mm，j≥100mm，一般取j=200故h3≥1800+220-=1116mm综上计算，并考虑一定的余量，确定本巷道壁高为h3=1520mm，则巷道高度H=h3—hb+h0=1520—220+2142.5=3442.5mm4)确定巷道净断面积S和净周长P净断面积S=B（0.39B+h2）式中h2—道砟面以上巷道壁高，h2=h3—hb=1520-220=1300mm故S=4285（0.39×4285+1300）=12831378mm2=12.8m2净周长P=2.57B+2h2=2.57×4485+2×1300=13612mm=13.6m5)用风速校核巷道净断面积Vmax=8m/s，已知通过大巷风量Q=60m3/s，代入V=Q/s=60/12.7=4.7＜8m/s，设计的大巷净断面积，风速没超过规定，可以使用6)确定巷道设计掘进断面尺寸和计算掘进断面尺寸①选择支护参数采用锚喷支护，根据断面净宽4.3m，穿过软岩，服务年限大于20年等条件，确定选用锚固可、锚固力大的树脂锚杆，杆体为18mm螺纹钢，每孔安装两个树脂药卷，锚固长度≥2.0m，成方型不布置，其间排距0.80m×0.80m，托板为8mm厚150mm的方型钢板，喷射混凝土厚度T1=100mm，分两次喷射，每次各喷50mm厚，故支护厚度T=T1=100mm。②选择道床参数根据巷道通过的运输设备，已选用60kg/m钢轨，其道床参数hc、hb91 分别为410mm和220mm，道渣面至轨面高度ha=hc—hb=410-220=190mm，采用钢筋混凝土轨枕。③确定巷道掘进断面尺寸由计算公式得：巷道设计掘进宽度B1=B+2T=4485+2×100=4685mm巷道计算掘进宽度B2=B1+2=4685+2×75=4835mm巷道设计掘进高度H1=H+hb+T=3442.5+220+100=3762.5mm巷道计算掘进高度H2=H+=3762.5+75=3837.5巷道设计掘进断面面积S1=B1（0.39B1+h3）=4485（0.39×4486+1520）=13662138mm2巷道计算掘进断面面积S2=B2（0.39B2+h3）=4635（0.39×4635+1520）=14223658mm2取S2=14.2m25.1.3布置水沟和管线已知通过巷道水量为500m3/h，现采用水沟坡度为0.5%，水沟深550mm，水沟宽500mm，水沟净断面面积0.261m2，水沟掘进断面面积0.309m2，每米水沟盖板用钢筋2.036kg，混凝土0.0323kg，水沟用混凝土0.145m3。管子悬吊在人行道一侧，电力电缆挂在非人行道一侧，通讯电缆挂在管子上方。5.1.4计算巷道掘进工程量及材料消耗量由计算公式得：每米巷道拱与墙计算掘进体积V1=S2×1=15.43×1=15.43m3每米巷道墙脚计算掘进体积V3=0.2（T+）×1=0.2（0.1+75）×1=0.04m3每米巷道拱与墙喷射材料消耗V2=[1.57（B2-T）T1+2h3T]×1=[1.57（4.64-0.1）×0.1+2×1.52×0.1]×1=1.017m3每米巷道墙脚喷射材料消耗V4=0.2T×1=0.2×0.10×1=0.02m3每米巷道喷射材料消耗（不包括损失）V=V2+V4=1.017+0.02=1.037m3每米巷道锚杆消耗N=(P1－0.5a)/a.a/式中P1—计算锚杆消耗周长，P1=1.57B2＋2h3=1.57×4.64＋2×1.52=10.32m；a、a′—锚杆间距、排距，a=a′=0.8m；故N=﹙10.32－0.5×0.8﹚／﹙0.8×0.8﹚=15.5根折合重量为：15.5×[lπ﹙d／2﹚²ρ]=15.5[2.00×3.14×﹙0.018／2﹚²×7850]=61.89kg91 式中l—锚杆长度，l=2.0m；d—锚杆直径，d=18mm；ρ—锚杆材料密度，ρ=7850kg／m³。由于每根锚杆安装2个树脂药卷，则每米巷道树脂药卷消耗:M=2×N=2×15.5=31支。每排锚杆数为：N×0.8=15.5×0.8=12.4≈13根每排树脂药卷数：M×0.8=31×0.8=24.8≈25支每米巷道粉刷面积：Sn=1.57B3＋2h2式中B3—计算净宽，B3=B2－2T=4.64－2×0.10=4.44m。故Sn=1.57×4.44＋2×1.3=9.6m²表5-1运输大巷断面特征表井筒名称断面形状净宽(m)净断面积(㎡)掘进断面积(㎡)支护方式支护厚度(㎜)集中运输平巷半圆拱4.512.814.2锚喷10091 5.2运输大巷断面布置图5.2.1运输大巷断面特征1）本矿设计生产能力为60万吨/年，属大型矿井，又因本矿井为低瓦斯矿井大巷穿过中等稳定岩层，所以采用胶带输送机运输,，需通过的风量为36.56m3／s,根据通风要求选取标准的巷道断面，运输大巷断面特征断面布置图6-1。图5-1运输大巷断面2）风速校核本矿相对瓦斯涌出量为2.85m3／t，运输大巷允许最大风速为8m/s,矿井需风量Q=36.56m3/s。所以运输大巷的风速V为：式中：S——运输大巷净断面积，12.8m2。所以=2.85m/s<8m/s,故运输大巷断面设计符合设计要求，可以使用.5.2.2支护1)支护验算①混凝土的配合比设计：91 施工采用水泥425号、红矸粉、水配制标号C13混凝土。a)确定配制混凝土强度由于实际施工中混凝土强度是有波动，所以配制混凝土的设计标号提高10～15%，即R配=（1.10～1.15）RR混凝土设计标号C13=13MPaRC为水泥设计标号RC=32.5MPaR配=1.1×13=14.3MPaA、B为系数使用普通水泥、红矸粉按碎石考虑分别取0.525、0.569b)确定水灰比W/C=A×RC/（R配+A×B×RC）W/C=0.525×32.5/（14.3+0.525×0.569×32.5）=0.71混凝土掺有3～6%的速凝剂R/RC=0.40查表砂率r为r=35%水灰比查表和实际经验取0.45c)水泥、红矸粉用量查表水泥350Kg/m3W=0.45×350=157Kg砂815Kg/m3红矸560Kg/m3外加添加剂2.6Kg/m3与现场实际对比砂和红矸合并为红矸粉1375Kg/m3d)混凝土的配合比水泥：红矸粉=1：3.9，考虑水泥进货标号不稳定及现场实际应用，选取混凝土的配合比为水泥：红矸粉=1：3e)验算配制混凝土强度R配=A×RC（C/W-B）R配=0.525×32.5（1/0.45-0.569）=28.2MPa＞13MPa合格②支护验算：巷道断面为拱型断面，荒断面规格为4.5m×3.7m（宽×高）a）锚杆长度L：●按加固拱理论计算：L=Lm+LbLm=N（1.1+B／10）式中B——巷道宽度，取4.5m；Lm为锚杆锚固深度。91 N——围岩稳定性影响系数，取1.05Lb————托牌高度+螺母厚度+锚杆外露Lm=1.05×（1.1+4.5／10）=1.649mLb=10+30+50=90mm=0.09mL=Lm+Lb=1.649+0.09=1.739m＜1.8m●按冒落拱高度计算锚杆长度：H=[B/2+h*tg(45-φ帮/2)°]/f顶式中：B——巷道宽度，取4.5mh——巷道高度，取3.7mf顶——顶板岩石普石硬度系数，取6φ帮——帮岩体的内摩擦角，取15°H=[4.5/2+3.7×tg（45-15/2）°]/6=0.865m锚杆长度：L=H+L1+LbL1——锚杆锚入稳定岩层的深度，取0.5mL=H+L1+Lb=0.865+0.5+0.09=1.455m＜1.8m根据计算和我公司实际取锚杆长度1.8m。b）锚杆间排距的计算：根据锚固力等于或大于被悬吊软弱岩层重量或冒落高度岩层重量的原则：D≤式中：D——锚杆间、排距Q——锚杆锚固力，取70kNK——安全系数，取2H——软岩厚度（冒落拱高度）r——岩石容重，取27KN/m3则D≤=1.224m＞1.0m根据以上计算，锚杆间、排距取1.0m。91 5.2.3临时支护工作面采用打树脂锚杆或初喷30mm厚砼的形式进行临时支护；锚杆的规格为φ22.5×1800mm，每孔装入树脂药卷2卷，锚杆眼孔径要与锚固剂直径相匹配（锚杆眼孔径28mm使用直径23mm锚固剂，锚杆眼孔径32mm使用直径25mm锚固剂），锚杆孔径单棵锚杆抗拔力不小于7t，锚杆外露长不超过50mm，迎头前30米锚杆要标记清晰，以便于检查。锚杆自底板以上600mm处开始往上呈方形布置,每次爆破前，末排锚杆距迎头距离不得大于锚杆的排距。顶板较完整时，锚杆间排距为1.0m，顶板围岩层节理发育时，锚杆间排距改为0.8m。锚杆与岩石层节理面垂直布置夹角不小于75°，当结构面不明显时要垂直于巷道轮廓布置，锚杆的托板要紧贴岩面，上紧螺母，螺母紧固力矩不小于150N.m。使用风锤打眼时，锚杆要打一个锚一个，严禁多个锚杆眼打出后一并锚固；锚杆未上好前不得打迎头炮眼，矸石堆埋住部分锚杆待上部眼打完，出完矸石后打出并锚固好,最后打下部眼。使用钻车打眼时，锚杆眼打完后，先将锚杆由外向里先顶后帮上齐，然后再继续打掘进眼。初喷砼距迎头不大于4m，顶板破碎时随掘随喷。当顶板破碎时先将永久支护追至迎头，再向前掘进时，炮眼深度不超过1.2m,周边眼装药量每眼不超过300克，锚杆间排距改为0.8m,并在距破碎岩石、软岩或煤两侧不小于500mm的稳定岩层部位开始加挂加挂∮6～10mm钢筋焊制的金属网，网格100mm×100mm，网片规格为1000mm×1000mm，网片搭接不小于100mm。每片金属网至少用两根锚杆的盘压实，其余可挂在支护锚杆上，也可单独打上挂网锚杆，挂网锚杆采用树脂锚杆。金属网搭接长度不小于100mm,不能用锚杆盘压住的金属网片，搭接处每边用双股18＃及以上铅丝按200mm间距绑牢固，挂网铅丝不得小于12＃，并且双股绑牢固。喷浆时至少留出100㎜的网片搭接量。然后按锚喷要求喷成巷，并随掘随喷不留空顶。如果顶板破碎难以控制时，可打超前管缝锚杆加固顶板。掘进前，先打一排Φ43×1800mm金属管缝超前锚杆，超前锚杆沿与下山方向呈10°～15°夹角向上打，超前锚杆间距200mm-500mm。永久支护是在临时支护的基础上使砼的总厚度不小于100mm。永久支护距迎头距离，使用耙斗机出矸不大于25m，使用侧卸出矸不大于20m。喷浆料场设在耙斗机后5～20m处或距迎头50m以外地点,安设一台CP-5A型喷浆机通过∮50mm金属输料管向喷射地点送料,喷射砼用料重量配比：水泥:红矸粉＝1∶91 3，水泥为不低于425#的普通硅酸盐水泥，过期受潮结块的水泥或混合水泥不得使用，水灰比0.45,用水要干净无杂物，为提高砼的早期强度，尽快起到控制顶板的作用，要掺入一定量的速凝剂，掺入量为水泥重量的3～6%。喷砼强度等级不低于c13。5.2.4提升运输排矸系统：掘进巷道的矸石→回风大巷（内设轨道）→运料辅助巷→主要轨道斜巷→井底车场→副井→地面矸石山运料系统：副井→井底车场→主要轨道斜巷→运料辅助巷→煤层回风大巷→带区回风斜巷→工作面行人系统：井下工作人员由副井→井底车场→主要轨道斜巷→煤层运输大巷→进风行人斜巷→带区运输斜巷→工作面5.2.5提升能力验算水平巷道选用55KW绞车∮21.5mm钢丝绳，可提升三个1.5吨矿车，下山总长度550m，用钢丝绳700m，提升能力验算如下:①一个矿车的容重:Q＝Km×Vch×Rg＝1.0×1.7×1539＝2616Kg（取2700kg）式中:Km—矿车装满系数,取1.0;Vch—矿车容积1.7m3;Rg—岩石松散比重1539Kg/m3；岩石真密度2770kg/m3；岩石松散系数：1.8；2770/1.8=1539Kg/m3。②钢丝绳终端荷载:Q＝3(Q＋Qz)＋2Ql＝〔3×2700＋3×721〕＋2×5＝10273Kg;式中:Qz—矿车自重721Kg;Ql—连接器重5Kg。③提升时单位钢丝绳最大静张力:F＝Q(sinα＋f1·cos7.5°)＋PsL(sinα＋f2·cosα);式中:α—下山倾角7.5°Ps—钢丝绳每米重量1.658Kg;91 f1—矿车运行阻力系数0.015;f2—钢丝绳运行阻力系数0.2;F＝10273×(sin7.5°＋0.015×cos7.5°)＋1.658×700×(sin7.5°＋0.2×cos7.5°)＝1875Kg。则:钢丝绳运行安全系数:m＝Qp/F＝24779.3/1875＝13.2＞6.5(规定)。经验算此钢丝绳可提三个重车。④松拉耙斗机钢丝绳能力验算:松拉耙斗机钢丝绳终端荷载:G＝G耙＋2Qz＋Ql＝6800kg＋2×720kg＋5kg＝8245Kg。终端荷载小于提拉三个重车时的终端荷载，因此也符合安全系数规定。⑤松拉侧卸、钻车钢丝绳能力验算:松拉侧卸、钻车钢丝绳终端荷载:G＝G侧＋Qz＝8000kg＋720kg＝8720Kg。终端荷载小于提拉三个重车时的终端荷载，因此也符合安全系数规定。⑥松拉轨道钢丝绳能力验算:松拉轨道钢丝绳终端荷载:G＝G轨＋Qz＝30kg/m×12.5m×20根＋720kg＝8220Kg。终端荷载小于提拉三个重车时的终端荷载，因此也符合安全系数规定。⑦最大牵引力Find＝G(sinα＋f1cosα)＋PoLo(sinα＋f2cosα);＝10273×(sin7.5°＋0.015×cos7.5°)＋1.658×700(sin7.5°＋0.2×cos7.5°)＝1875＜4592Kg(55kw绞车牵引力45000N÷9.8=4592kg)。由以上计算可知利用55Kw绞车,6×19－21.5－140钢丝绳一次可提升三个重车并可用于分别松拉一台耙斗机、一台侧卸装岩机、一台钻车、30kg/m轨道20根。5.2.6提升设备根据以上各项指标的验算，采用55kW调度绞车，6×19-21.5-155的钢丝绳，满足提升设计要求，符合《煤矿安全规程》可以使用。通过以上验算55kW调度绞车可以用来提升3个重矿车,而且可用于分别松拉一台耙斗机、一台侧卸装岩机、一台钻车、30kg/m轨道20根。91 5.3运输大巷施工根据该巷道的地质条件及工程情况，从而确定运输大巷断面开挖方式主要采用钻爆法，钻爆设计的内容包括炮眼（掏槽眼、辅助眼、周边眼）的布置、数量、深度和角度，爆破器材、装药量和装药结构，起爆方法和爆破顺序，钻眼机具和钻眼要求等。5.3.1炮眼的布置根据围岩走向、层厚、石质等地质情况及支护施工方法，设定爆破方法如下：Ⅳ级围岩采用全断面法掘进，坚硬岩石施工加强掏槽爆破，控制周边光爆孔，控制超欠挖。爆破器材选用2#岩石硝铵炸药，药卷直径为：周边眼采用Ф25小药卷（间接、不耦合装药，导爆索起爆），其余为Ф32药卷；塑料导爆管非电起爆系统毫秒微差有序起爆，钻眼机具的选择：国产气腿式凿岩机YT-23，主要技术性能：冲击频率：2100次/min,使用风压：0.5MPa,钻孔直径34～42mm，最大钻深：5m。特点：结构简单，适用性强，应用广泛：制造简单，成本低；维修方便，总效率低，需要压气设备，有排气污染，噪音大。按国内外经验，炮眼深度以1.8～2.5米为宜。炮眼直径Ф=d+（4～6）d——药包直径。因此，周边眼Ф=32mm,其他炮眼Ф=36mm。炮眼数目根据采用的垂直楔形掏槽及Ⅳ级围岩由《建井工程手册》中查得：掏槽眼与开挖面间得夹角α=70°，掏槽眼为8个，眼距掏槽眼应比其他炮眼超深200mm,装药系数一般为0.7。辅助眼眼距=600mm，装药系数一般=0.45～0.6，辅助眼数目可以在巷道断面图上首先将掏槽眼和周边眼布置完毕后，在剩余空间均匀布置即可；周边眼眼距E=450mm,装药系数跟辅助眼相同，可以在巷道断面图上按照选取的眼间距E直接布置即可。91 巷道底眼眼距取为600mm，眼口应比巷道底板高出150mm，以利于钻眼和避免炮眼内积水，眼底应比巷道地板低100mm，以免巷道底板打高，装药系数在0.5～0.7。水沟炮眼应同时钻眼与爆破。91 5.3.2钻爆作业光面爆破施工工艺1）放样布眼：钻眼前，测量人员用红铅油准确绘出开挖面的中线和轮廓线，标出炮眼位置，其误差不得超过5cm。2）定位开眼：风枪钻杆与隧道轴线保持平行，按钻眼布置图正确钻眼，对于掏槽眼和周边眼的钻眼精度要求比其它眼要准确。开眼误差要控制在3～5cm以内；掏槽眼比设计进尺加深10～20cm。3)钻眼：由有较丰富经验的老钻工司钻，尽可能使两炮交界处台阶小于15cm。同时，根据眼口处岩石的凹凸程度调整炮眼深度，以保证炮眼底在同一平面上。4)清孔：装药前，用钢筋弯制的炮钩将炮眼中石屑钩出，再用小直径高压风管输入高压风将炮眼中石屑吹净，并仔细检查炮眼的位置、深度、角度是否满足设计要求。5)装药：根据炮眼设计图确定的装药量自上而下进行装药，雷管段别准确，所有炮眼均以炮泥堵塞，堵塞长度不小于20cm。6)联结起爆网络：起爆网络为复式网路，以保证起爆的可靠性和准确性，联结时注意导爆管不能打结和拉细，各炮眼雷管连接段数相同，引爆雷管用黑胶布包扎在导爆管自由端10cm以上。网路连结好后，专人负责检查。5.3.3爆破中应注意问题钻孔作业要做到“七快”，即：拉风水管快、安钻快、开钻快、换钻杆快、移动钻杆快、交换位置快、排除故障快；“四勤”，即：保养钻机勤、维修风水电路勤、检查钻孔质量勤、检查险情勤；“四不钻”，即：不钻残孔、不钻石缝、不钻软夹层、不钻破碎层，只有这样才能有效地提高钻孔质量和速度。5.3.4另外时刻注意爆破施工安全1)爆破人员必须是经过专业培训且有爆破作业合格证的持证上岗人员。2)采用风钻钻眼时，应检查机身、螺栓、卡套、弹簧和支架是否正常，管子接头是否牢固，有无漏风情况，钻杆有无不直、损伤及钎孔堵塞现象。若有以上异常情况应排除后方可进行。3)91 司钻人员不得把胸部、腹部紧贴风钻手柄，腿部不得抵住卡套弹簧，卡钻时应用扳手拨出，不得敲打，未关风门不得拆除钻杆，要加强风钻保养和维修，不得在工作面进行拆除和维修工作4)洞内爆破作业必须统一指挥，爆破时，所有人员撤到不受有害气体、震动和飞石损伤的地点。其安全距离为不小于200m。5)装药前，应检查爆破工作面附近支护是否牢固，必要时应先进行加固，炮眼内泥浆、石粉应吹洗干净，刚打好的钻孔因温度高不得立即装药，不得使用已经冻结或分解的炸药。6)装药点炮必须由爆破工班长统一指挥，要严格按照爆破设计规定的装药量装药，并按要求堵塞炮眼。7)爆破后，必须经过通风排烟，15分钟后检查人员方可进入工作面检查，检查内容为：有无瞎炮及可疑现象；有无残余炸药或雷管，顶及两帮有无松动石块，支护有无松动与变形，如发现瞎炮，必须由原装炮人员按规定进行处理，如果是孔外的导爆管损坏引起的瞎炮，则切去损坏部分重新连接导爆管即可，但此时的接头应尽量靠近炮眼。有另外的原因，平行于该眼相距30cm钻眼，装药后引爆拆除该瞎炮，严禁用镐刨或用高压风吹炮，并要仔细收集未爆的药卷。当检查确认危险因素已经排除后，才可以撤除警戒，允许施工人员进入工作面作业。8)爆破器材加工应在洞外加工房进行，严禁在洞内设置加工房，需用的爆破器材，有专人从库房取出送到工作面，装炮后剩余的雷管、炸药应及时回收到库房存放。9)爆破作业人员，严禁穿化纤衣服操作，防止静电火花导致早爆事故发生。5.3.5喷射混凝土注意事项1)喷射机械安装后，先检查机具设备和管路，然后注水、通风、清除管道内杂物，最后用高压风、水清洗岩面，清除浮石。2)检查上料设备，保证上料连续性，校正配料的输出比。3)操作顺序：喷射时先开液态速凝剂泵，以免高压混凝土拌合物堵塞速凝剂环喷射孔。再开风，后送料，以确保凝结效果好，回弹率小，表面湿润光泽。4)喷射机的工作风压严格控制在0.5～0.75Mpa范围内，从拱脚到边墙脚风压逐渐降低，拱部的风压为0.4～0.65Mpa，边墙的风压为0.3～0.5Mpa。5)严格控制喷嘴与岩面的距离和角度。喷嘴与岩面距离控制在0.6～1.2m范围以内。喷嘴与岩面垂直，有钢筋网时角度适当放偏，距离适当减小。6)一次喷射厚度50cm，两次喷射时间间隔为15～20min。91 7)喷射时自下而上，即先墙脚后墙顶，先拱脚后拱顶，避免死角，喷头成螺旋形缓慢均匀移动，每圈压前面半圈，绕圈直径为30cm，纵向按蛇形，每次蛇形喷射长度为3～4m。8)喷砼紧跟开挖工作面，喷射结束后4小时内不得进行爆破作业。5.3.6施工注意事项1)喷射前应仔细检查危石并处理，喷射机应布置在安全地带，并应尽量靠近喷射部位，以便司机与喷射手联系，随时调整工作风压。2）经常检查喷射机出料弯头，输料管和管路接头，发现问题要及时处理。3）调整喷头注水量时，应避免干料喷出，喷射作业结束时，应将机器和管路中的拌合料用完再停机，关水和断风。4）经常测定作业区内粉尘浓度，如超过标准应找出原因，采取相应措施。5）拌合地点距喷射地段较远，速凝剂应在喷射机喂料口加入，若在拌合时加入，则应自加入速凝剂时起，拌合料在15分钟内喷完，否则会影响质量。6）按配合比投料，计量要准确，定时校验计量器具，施工时风、水压要稳定，运输道路要畅通，电源、照明应保持良好。7）喷射人员要穿戴防护用品5.3.7质量控制和检查1）喷层厚度的控制：有锚杆地段利用外露端头作标记，无锚杆地段以插钎作标记，挂网及架设钢拱架地段应考虑保护层厚度。2）对喷层厚度，抗压、抗拉、抗渗等指标，应与GBJ50086-2001《锚喷砼支护技术规范》相符。91 6建井施工总组织6.1建井工期建井工期是指由井筒开凿起到移交生产时的全部时间。建井工程量是指由井筒起移交生产时止的全部开拓巷道、准备巷道及回采巷道工程量的总和。各项工程量计算如下表：表6-1井筒工程量计算表井筒名称井口标高井筒深度断面工程量支架材料净掘净掘主井+3263228.2636.302512626640锚喷副井+3263228.2636.302908330747锚喷风井+3263212.5616.6269209801锚喷表6-2井底车场工程量计算表序号名称支架材料长度，m断面工程量净掘净掘1水仓砌碹12011.413.2136815842主井车场砌碹41810.512.8438953513副井车场砌碹35110.512.8368644934水泵房砌碹3112.214.33784435变电所砌碹3512.214.34275016煤仓砌碹4014.417.35766927清扫斜巷砌碹3010.512.83153848火药库砌碹12010.512.81260153691 表6-3采区准备巷道和回采巷道工程量计算表序号名称支架材料长度断面工程量净，掘，净，掘，1运输大巷砌碹105811.514.112176149182回风大巷砌碹12439.511.511809142953溜煤眼砌碹2312.514.12883254下部车场砌碹18010.311.1185419985中部车场砌碹10010.311.1103011106上部车场砌碹15010.311.1154516657采区煤仓锚喷1514.317.32152608区段运输平巷砌碹250511.514.128808353219区段回风平巷砌碹26239.511.5249193016510开切眼砌碹20018.922.33780446011联络斜巷砌碹2809.511.52660322091 表6-4工程量汇总表序号井巷名称掘进工程量移交时所占工程量百分比总数长度1001井筒5417623351002井底车场1498411451003开拓巷道86815767550.14采区巷道107737837730.8合计2637121953267建井工期的计算是根据井巷工程的施工期、设备的安装时间等几个方面考虑的，从井筒开拓一直到工作面开切眼准备完毕移交生产的全部时间，通常以施工期来确定建井工期。建井施工队应尽量平行作业，采用多头掘进，同时应抓好巷道定向工作。在确定掘进队组数的时候应尽量考虑岩巷和半煤岩巷、煤巷掘进队的专一化，以利于提高掘进速度，同时在整个建井期尽量保持掘进队组数的相对稳定，在此基础上进行工程排队，确定出建井工期。6.2工程排队及施工组织排队工作面接替：工作面结束前十天至十五天，完成其接续工作面掘进和设备安装工程。设计井巷掘进进度指标如下：立井井筒：100，m/月；岩石巷道：100，m/月；煤层巷道：450，m/月（按连续采煤机施工考虑）；91 表6-5城郊二矿施工进度表6.3主要技术经济指标本矿井主要技术经济指标如下表6-6所示：91 表6-6主要技术经济指标想c项目单位数量或内容备注1煤层牌号亮煤～暗煤2可采煤层数目层33可采煤层总厚度m3.784煤层倾角（°）19～25平均235储量工业储量万t5065.50可采储量万t4079.226工作制度年工作日数天330日工作班数班37矿井生产能力:万t/a608矿井服务年限a489第一水平服务年限a2910井田范围走向m1440倾向m4800井田面积㎞26.811矿井瓦斯等级低瓦斯矿井12通风方式中央分列式抽出式13矿井涌水量正常涌水量m3/h1182最大涌水量m3/h191714开拓方式立井开拓15水平标高m-300～-90016回采工作面数目生产个2备用个217采煤工作面年进度m84018开拓掘进队数个219大巷运输方式架线式电机车20矿车类型及数量型号/辆1.5吨固定式矿产20辆21电机车类型架线式台数台522采煤方法单一走向长壁采煤法23工作面长度m18024采煤机械MLQ1-80L25日产量t/d181826工作面推进度m/月7027坑木消耗量m3/万t19.7928工作面效率T/工12.629工作面成本元/工95.6491 30矿井建井期限月3031达到设计产量的时间月1891 致谢经过一个月的实习与两个月的设计，掷笔于桌前，一切的付出与汗水，终于有了回报，面对着桌前这一叠厚厚的设计说明书与设计图纸，心中感慨万分。经过近三个月的资料收集、书写、成图，城郊2矿施工组织设计的各环节已基本完成。这次设计使本人对专业课程有了更深刻的理解,也使本人对矿建学科有了更加系统的认识，同时锻炼了对所学知识的综合运用能力、分析能力、论证能力。使自己初步具备独立思考、反复推敲、力求严谨的学术作风。由于要求计算机绘图，打印出说明书，又锻炼了本人对word,AutoCAD等应用软件的熟练运用。由于时间仓促和本人水平有限，设计中定有许多的不尽人意之处。由于设计深度的要求不同，设计中的一些环节，对于实际的情况是不全面的，但在理论上是切实可行的。在设计的过程中，得到了指导老师的悉心指导和广大同学的帮助建议，得以使本设计能够顺利完成。但是，由于时间仓促，更由于我是第一次进行矿井的施工设计，故在本设计中难免存在一些或者许多不尽如意的地方，肯请各位老师和同学多提宝贵意见。我再一次向指导和关心过我的老师和同学表示衷心的感谢！91 参考文献[1]周荣，严万生等.矿山固定机械手册［M］.北京：煤炭工业出版社，1987[2]郭雨.煤矿机电设备［M］.徐州：中国矿业大学出版社，2005[3]洪晓华.矿井运输提升［M］.徐州：中国矿业大学出版社，2000[4]中国矿业大学等编.井巷工程［M］.北京：煤炭工业出版社，1991[5]程居山.矿山机械［M］.徐州：中国矿业大学出版社，1997[6]刘吉昌.矿井设计指南［M］.徐州：中国矿业大学出版社，1994[7]张国枢.通风安全学［M］.徐州：中国矿业大学出版社，2004[8]阎琇璋.煤矿地质学［M］.徐州：中国矿业大学出版社，1989[9]中华人民共和国能源部.煤矿安全规程［M］.北京：煤炭工业出版社，2005[10]国家技术监督局等.煤炭工业矿井设计规范［M］.中国计划出版社.1994[11]赖昌干，张金程，邹有明.矿山电工学［M］.北京：煤炭工业出版社，2003[12]武汉煤矿设计院经济预算室.煤矿生产经营费指标汇编［M］.湘潭矿业学院翻印，1987[13]侯朝炯，郭励生，勾攀峰等.煤巷锚杆支护［M］.徐州：中国矿业大学出版社，199991 91 91 91'