采区工程施工顺序及主采巷道的施工方案毕业论文.doc

'河北工程大学毕业设计（论文）采区工程施工顺序及主采巷道的施工方案毕业论文目录摘要IAbstractII1矿井设计的基本情况11.1矿区概述及井田特征11.1.1地理概况11.2外部建设条件21.2.1运输条件21.2.2供电条件21.2.3水源条件21.2.4通信条件21.3资源条件31.3.1地质构造及煤层31.3.2水文地质条件31.3.3井田勘探程度及资源/储量51.4井田开拓与开采61.4.1井田境界及储量61.4.2矿井工作制度81.4.3井田开拓91.5矿井的主要生产系统111.5.1井下煤、矸石运输系统111.5.2井筒及用途121.5.3提升系统121.5.4井底车场及硐室131.5.5矿井的辅助生产系统151.5.6防水、防火、防沼气煤尘爆炸的安全措施161.6地面工业广场及民用建筑171.6.1主井生产系统171.6.2副井生产系统174 河北工程大学毕业设计（论文）1.6.3矿井机电设备修理车间171.6.4坑木加工房171.6.5建筑物及构筑物的工程量172建井施工准备182.1建井施工条件182.1.1水源条件182.1.2供电条件182.1.3运输条件182.1.4通信条件192.1.5人工及建筑材料来源192.1.6排矸192.2建井的技术准备工作192.2.1矿井施工方案的选择192.2.2主、副、风井筒开工顺序及贯通点的选择202.3矿井开工前的工程准备212.3.1矿井开工前的工程准备工作的重点项目212.3.2工业广场的平整222.3.3永久建、构筑物和永久设备利用情况222.3.4临时建筑物名称、结构形式及工程量232.3.5准备工作的人数及安排242.3.6缩短准备期的措施及经验242.3.7施工准备期横道图243井筒施工253.1井筒的特征253.1.1井筒的地质水文条件273.2井筒表土施工303.2.1井筒施工方法303.2.2施工方法简述313.2.3表土段施工工期确定313.2.4主井冻结段施工323.2.5施工方法简述333.2.6壁座位置的选择与设计333.2.7冻结段钢筋混凝土井壁的设计334 河北工程大学毕业设计（论文）3.2.8表土段施工设备选择333.3基岩掘砌施工353.3.1基岩段施工方案353.3.2基岩掘砌施工方法及设备353.3.3井壁砌筑413.3.4辅助生产系统413.3.5通风523.3.6排水533.3.7压风533.4掘进、砌壁、月成井进度，井筒掘砌工期543.5井筒安装563.5.1井筒安装作业方式563.5.2主要设备和设施563.5.3井筒安装工期564井筒过渡期与井底车场施工组织574.1井底过渡期施工组织574.1.1井筒毗连硐室施工574.1.2主副井及中央风井短路及长路贯通604.1.3主副井改绞方案614.1.4主井临时改绞方法及提升能力验算614.1.5改绞内容及工期634.2井底车场巷道及硐室的施工顺序634.2.1车场硐室及巷道的施工原则634.2.2井底车场巷道及硐室的施工安排644.3过渡期及车场施工阶段的辅助生产系统644.3.1运输644.3.2提升644.3.3压气654.3.4通风654.3.5排水654.4井底车场工施工横道图665采区巷道施工674 河北工程大学毕业设计（论文）5.1采区工程施工顺序及主采巷道的施工方案675.1.1采区工程施工考虑因素675.1.2采区上（下）山的施工顺序675.1.3采区巷道施工顺序685.1.4采区巷道的施工方案695.2施工技术措施695.2.1岩巷穿过松软破碎带的技术措施及机械化配套作业线695.2.2煤巷施工技术措施及机械化作业线705.2.3半煤岩巷施工技术705.3采区巷道施工的保安措施715.3.1预防瓦斯煤尘爆炸及煤层自燃的措施715.3.2冒顶片帮事故的预防725.3.3防水措施725.3.4预防瓦斯煤尘爆炸及煤层自燃的措施735.3.5综合防尘措施745.3.6冒顶事故的处理745.3.7透水事故的处理746工业广场施工总平面布置756.1工业广场建筑物布置原则756.2工业广场建筑物布置756.3建筑材料的堆放位置766.4排矸场及储煤场位置767建井总进度计划777.1三类工程的安排原则777.1.1井巷工程777.1.2土建工程777.1.3机电安装工程787.1.4土、建、安三者之间的关系797.2建井总进度具体安排情况797.3建井工期837.4加快建井速度的措施及意见834 河北工程大学毕业设计（论文）致谢85参考文献86附录874 河北工程大学毕业设计（论文）1矿井设计的基本情况1.1矿区概述及井田特征1.1.1地理概况1、交通位置井田位于彬长矿区北部东侧，西至泾河，东南及西南与胡家河井田相邻；北以陕甘省界（四郎河）为界。井田东西长约19km，南北平均宽约4.2km，面积约53.084km2。地理坐标：东经107°56′20″—108°09′20″，北纬35°11′50″—35°18′30″，行政区划属彬县北极镇、西坡乡和永乐镇管辖。井田南部外围有彬县-永乐县级公路通过，至彬县22km，向北进入甘肃省宁县，向南至彬县城与312国道西（安）—兰（州）段、武银高速凤（口）—永（寿）段（正在建设）相接，东南距西安180km，至咸阳与陇海铁路线相接；建设中的西（安）—平（凉）铁路，沿泾河通过井田西侧。区内简易公路四通八达，交通条件较为方便。矿井交通位置见图1.1-1，井田在矿区的位置见图1.1-2。2、地形地貌及气候条件彬长矿区属陕北黄土高原与陇东黄土高原结合部的塬梁沟壑区。基本地貌有河谷平川、黄土塬梁和沟壑三种。井田位于彬长矿区东北部边缘，主要为梁塬地貌，北部边缘为四郎河河谷，西部边缘为泾河河谷。总体地势呈南高北低，东高西低之势，最低点位于泾河河谷地带，高程＋864.7m，最高点位于东部的咀头，高程＋1252.0m，相对高差最大387.3m。本区属暖温带半干旱大陆性季风气候。年平均气温为11.3℃,极端最高气温为39.5℃，极端最低气温为-22.5℃。霜冻期一般为10月中旬至来年4月中、下旬；冰冻期一般在12月上旬至来年2月下旬；冻土层最大厚度48cm；年平均降雨量为535.7mm，平均蒸发量1322.3mm；每年3~5月份为西北季风期，最大风速16.0m/s。3、水系及主要河流区内主要水系为泾河水系。泾河从井田西部通过，其最大支流四郎河从井田北部边界附近流过。泾河年平均流量57.70m3/s，枯水期最小流量1m3/s，最大流量8150m3/s。其支流呈树枝状分布，多数常年流水，但流量较小。四郎河为常年流水河，满足该区人畜用水。86 河北工程大学毕业设计（论文）1.2外部建设条件1.2.1运输条件井田位于彬长矿区北部东侧，西至泾河，东南及西南与胡家河勘查区相邻；北以陕甘省界（四郎河）为界。区内简易公路四通八达，交通条件较为方便。公路：井田南部外围有彬县-永乐县级公路通过，至彬县22km，向北进入甘肃省宁县，向南至彬县城与312国道西（安）—兰（州）段、武银高速凤（口）—永（寿）段（正在建设）相接，东南距西安180km，至咸阳与陇海铁路线相接。铁路：区内目前暂无铁路相通，建设中的西（安）—平（凉）铁路，沿泾河通过井田西侧。1.2.2供电条件咸阳市供电分公司拟在我工业场地围墙外，即东南侧建一座东秦110kV变电站，该站110kV一回电源以LGJ-150的110kV线路引自大佛寺110kV变电站，另一回电源以LGJ-150的110kV线路引自新民化工变电站，主变容量2×31500kVA，电压等级110/10kV。以10kV电压等级给矿井供电。此方案已与当地电力公司达成书面协议。根据矿井周边电源现状及规划情况，在矿井工业场地建一座10kV开闭所，满足矿井井上、下供电负荷要求。由于10kV开闭所与供电公司的东秦110kV变电站只是一墙之隔，所以10kV双电源引自110kV变电站10kVⅠ、Ⅱ母线出线间隔。1.2.3水源条件在工业场地打井取用白垩系洛河组地下水，以满足矿井、选煤厂日用水量及井下采掘设备等用水。考虑到该地下水质矿化度较高，需进行脱盐处理。选煤厂生产补充用水由处理后的生活污水、井下排水予以满足。工业场地消防、建筑物冲厕、场地绿化以及井下消防洒水除尘等非设备用水由处理后的井下排水予以满足。黄泥灌浆用水直接由井下排水予以满足。1.2.4通信条件本区通讯光缆已与全国主干光缆并网，并且已通至各乡镇。雅店矿井通讯系统与当地光缆网点接通，即可与世界各地进行通话、与国内外进行高速网络通讯。另外，现已建成中国移动、中国联通两大无线通讯网，数字微波线路和GSM网络。除个别沟谷信号较差外，大部分地区信号质量良好。县城及周边村镇布设了有线电视网，全区还有无线电视网，信号传递迅速及时，通讯较为方便。86 河北工程大学毕业设计（论文）1.3资源条件1.3.1地质构造及煤层(1).井田地质构造井田主体位于彬长矿区七里铺—西坡背斜北翼，为一倾向北西的单斜构造。从4号煤层底板等高线图上可以明显反映出，背斜轴部位于3-5、159、123号孔一线，北翼沿2-2、9-1、11-1号钻孔一线地层较缓，倾角1～2°，沿2-4、7-3、10-2号钻孔一线地层相对较陡，倾角3～5°，北缓南陡；南翼倾角2～3°，未发现断层和岩浆岩，构造简单。综上所述，井田构造主体为一倾向北西的单斜为主要特征，地层倾角小于5未发现断层和岩浆岩，地层比较平缓，构造复杂程度属简单类型。(2).煤层含煤地层勘查区的含煤地层为侏罗系中统延安组，厚度为0~114.70m，平均65.66m，共含煤4组10层。自上而下依次编号为1、2-1、2-2、2-3、3-1、3-2、3-3、4上、4、4下号煤层，含煤系数为20.9%。1、4号煤层为可采煤层。现分述如下：可采煤层本区可采煤层有2层，分别是1、4号煤层，现分述如下：1号煤层为结构简单、厚度变化不大、变化规律明显、煤类单一、属分布范围内大部可采较稳定煤层。4号煤层结构简单，厚度沿走向变化不大，沿倾向变化较大，但变化规律明显，煤类单一，属分布范围内大部可采的稳定偏较稳定煤层。1.3.2水文地质条件(1).主要含(隔)水层本井田属掩盖至半掩盖区，除沟谷有基岩出露外，山梁、坡地均为第四系覆盖。据水文地质测绘与钻孔资料，以赋水特征将井田内含（隔）水层自上而下划分依次为孔隙潜水含水层和基岩裂隙含水层两种含水类型。(2).瓦斯本井田共采瓦斯煤样84个样品，在34个钻孔中对1号及4号可采煤层采集煤芯瓦斯样50个，根据瓦斯测试，1号煤层CH4含量为0.00~0.53ml/g.daf之间，CO2含量为0.00～0.11ml/g.daf之间；4号煤层CH4含量为0.04~0.55ml/g.daf之间，CO2含量为0.00～0.13ml/g86 河北工程大学毕业设计（论文）daf之间。自然瓦斯成分以N2为主(82.00-99.79%)，CO2(0-3.40%)及CH4(0.21-14.60%)少量。按瓦斯分带标准，勘查区煤层瓦斯分带大部属CO2-N2带，仅在7-3、7-5、8-2号钻孔一带及3-4、5-2号钻孔处，属N2-CH4带。测试成果见表1.3-4。表1.3-4煤层瓦斯测试成果汇总表煤层号孔号自然瓦斯成分(%)瓦斯含量ml/g,dafN2CO2CH4CO2CH411-297.240.821.940.030.062-297.280.871.850.030.063-485.90.3113.790.010.534-217.650.751.60.030.094-497.710.781.510.030.094-698.210.481.250.040.124-797.580.761.660.030.075-192.981.425.60.060.275-296.981.181.840.050.085-498.160.521.320.030.065-794.041.714.250.070.166-298.170.581.250.040.096-498.330.621.050.030.056-610000007-587.542.3510.110.110.368-296.831.062.110.040.148-390.910.658.440.040.318-595.731.223.050.050.169-497.150.72.150.050.169-596.390.812.80.030.1314-1960.752.640.060.2441-297.530.342.130.010.091-392.152.625.230.10.261-494.650.74.650.050.332-197.30.62.10.030.122-295.750.83.450.040.193-191.783.145.080.080.273-295.661.183.160.050.173-395.490.913.60.040.184-299.7900.2100.054-494.191.164.650.050.224-689.41.359.250.020.354-795.491.063.450.040.175-193.321.615.070.040.255-287.082.3210.60.130.415-496.40.752.850.040.25-598.6801.3200.046-295.650.953.40.070.246-495.660.923.420.070.2686 河北工程大学毕业设计（论文）7-191.651.17.250.030.477-297.850.451.70.030.117-386.951.6511.40.060.477-494.531.144.330.050.217-5823.414.60.110.558-297.80.841.360.030.058-388.330.7210.950.030.469-495.10.64.30.030.319-594.140.185.080.030.2510-293.0306.9700.4711-195.940.843.220.030.1514-1960.752.640.060.24值得注意的是，鉴于目前瓦斯采样手段的限制，仅从钻孔瓦斯资料尚难准确评价未来矿井瓦斯含量及等级。因此在今后矿井设生产过程中，瓦斯管理方面应引起足够的重视，避免瓦斯爆炸事故的发生。(3).煤尘爆炸性和煤层自燃倾向性1号煤层煤尘爆炸测试结果表明：火焰长度为120mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉量为55~77%，结论为有爆炸性。4号煤层煤尘爆炸测试结果表明：火焰长度120～300mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉量为60~70%。结论为有爆炸性。根据勘探地质报告，对井田内1号和4号可采煤层8个层点进行了燃点试验测试，其原煤着火点温度308～396℃，氧化样着火点266～391℃，还原样着火点为319～398℃，氧化程度为9.33%，还原样与氧化样燃点差值为7～56℃，平均值为31℃，1号与4号煤层挥发份大于30%，碳含量大于80%，均属于易自燃煤层。生产矿井火石咀、水帘矿实践证明，煤在地面堆放3~6个月即发生自燃。1.3.3井田勘探程度及资源/储量(1).资源储量地质报告对井田内的1、4煤层共2层煤进行了资源量估算，结果见表1.3-8。1、1号煤层：全井田共获得资源测量54.14Mt。其中探明的（331）34.99Mt；推断的（333）19.15Mt。2、4号煤层：全井田共获得资源量582.6Mt，其中探明的（331）258.97Mt；控制的（332）136.39Mt；推断的（333）206.39Mt。表1.3-8各煤层资源量汇总表煤层面积容重资源量（Mt）备注86 河北工程大学毕业设计（论文）编号(万m2)(t/m3)探明的控制的推断的预测的合计11994.331.3834.9919.1554.1444439.541.38258.97136.39187.24582.6合计293.96136.39206.39636.741.4井田开拓与开采1.4.1井田境界及储量(1).井田境界雅店井田东西长约19km，南北宽约4.2km。地理坐标：东经107°56′20″—108°09′20″，北纬35°11′50″—35°18′30″，行政区划属彬县北极镇、西坡乡和永乐镇管辖。目前，陕西彬县煤炭有限责任公司依法取得了探矿权，探矿权人为彬县煤炭有限责任公司，探矿证号为0100000710193，勘查面积78.11km2，有效期限2007年5月10日至2010年5月10日，发证机关为中华人民共和国国土资源部，范围由12个拐点圈定。表2.1-1探矿权拐点坐标表拐点地理坐标平面直角坐标经度纬度XY1107°57′30″35°14′45″3901868.96236496207.7352107°58′30″35°14′45″3901868.45236497724.6413107°59′54″35°14′37″3901621.62236499848.3054108°03′30″35°15′42″3903626.35936505308.1385108°03′26″35°15′41″3903595.48236505207.0496108°05′09″35°16′49″3905692.99936507808.7617108°09′10″35°18′23″3908597.25036513894.6298108°08′34″35°15′38″3903510.87236512992.4829108°03′53″35°13′29″3899527.91436505892.17810107°59′09″35°12′33″3897800.28236498710.05011107°57′09″35°12′31″3897739.58836495674.84412107°56′54″35°15′03″3902424.11536495297.881(2).储量地质储量86 河北工程大学毕业设计（论文）根据《陕西省黄陇侏罗纪煤田彬长矿区雅店勘查区勘探地质报告》，井田内可采煤层有2层，分别是1、4号煤层，探矿权范围内共获得资源量为636.74Mt，其中探明的内蕴经济资源量(331)为293.96Mt，控制的内蕴经济资源量(332)为136.39Mt，推断的内蕴经济资源量(333)为206.39Mt。331资源量占全井田资源量的46.17%，331+332资源量占全井田资源量的67.59%。矿井工业资源/储量地质资源量中探明的资源量331和控制的资源量332，经分类得出经济的基础储量111b和122b、边际经济的基础储量2M11和2M22，连同推断的资源量333中的大部分，归类为矿井工业资源储量，即：矿井工业资源/储量=111b+122b+2M11+2M22+333k矿井设计可采储量1.矿井设计资源储量：矿井工业资源储量减去设计计算的河流煤柱、井田境界煤柱、断层、村庄和铁路等永久保护煤柱损失量后的资源储量。2.矿井设计可采储量：矿井设计资源储量减去工业场地和主要井巷煤柱的煤量后乘以采区回采率的资源储量。矿井设计可采储量=[矿井设计资源储量-(工业场地和主要井巷煤柱煤量)]×采区回采率3.采区回采率：根据《煤炭工业矿井设计规范》规定，其中1号煤层为中厚煤层，采区回采率为80%，4号煤层为厚煤层，采区回采率取73%。4.由于井田内村庄较为分散，占压煤量较大，根据彬县新农村建设，本次设计对井田内较大村庄留设煤柱，其余村庄按搬迁考虑。经计算，矿井设计可采储量为364.98Mt。见表2.1-5。表2.1-5矿井设计可采储量表　　　　单位：Mt煤层矿井工业储量永久煤柱损失矿井　　设计　　储量保护煤柱开采损失设计可采储量井田境界村庄小计主要巷道井筒和工业场地小计150.310.2815.6215.9034.413.830.274.104.5525.764545.157.3292.0899.40445.7519.552.1821.7384.80339.22合计595.467.60107.7115.30480.1623.382.4526.0289.32364.9886 河北工程大学毕业设计（论文）1.4.2矿井工作制度矿井设计年工作日为330d，井下每天4班作业，其中3班生产，1班准备，每天净提升时间16h；地面每天3班作业，每天净生产时间16h。1.矿井设计生产能力根据井田内煤层赋存条件和储量，矿井生产能力以4.00～6.00Mt/a为宜。现从资源条件、工作面个数、可采储量三个方面分析矿井生产能力。(1).从资源条件分析矿井生产能力根据有关统计资料，当煤层为近水平煤层，煤层厚度为2.0~3.5m时，煤层生产能力一般在2.00~5.00Mt/a。对于8m以上的特厚煤层，采用放顶煤开采时，煤层生产能力一般在3.00Mt/a以上。结合井田内1、4号煤层赋存及厚度变化情况，设计认为本井田内2个综采工作面或1个综采＋1个综放工作面或者1个综放工作面均能使矿井生产能力达到4.0～6.0Mt/a。虽然目前国内1个综放工作面生产能力已达6.0Mt/a以上，但彬长矿区（如大佛寺煤矿、下沟煤矿等）4号煤层综放工作面生产能力一般在3.0Mt/a左右，因此，从煤层生产能力及安全管理看，矿井布置2个工作面较为稳妥，其合理生产能力为4.00Mt/a以上。(2).从工作面个数分析矿井生产能力在煤层开采技术条件一定的前提下，矿井生产能力的大小主要取决于井下能够同时布置工作面数目的多少，同采工作面数目的多少主要考虑工作面合理的接替关系和矿井的服务年限。当1号煤层布置2个中厚煤层综采工作面时，其生产能力可以达到4.0～5.0Mt/a；当1号煤层布置1个中厚煤层综采工作面、同时4号煤层布置1个特厚煤层综采放顶煤工作面时，其生产能力可达5.0～8.0Mt/a规模。由于1号煤层储量有限，在1号煤层布置2个中厚煤层综采工作面其安全管理复杂，投入与经济效益不如1号煤层布置1个中厚煤层综采工作面、同时4号煤层布置1个特厚煤层综采放顶煤工作面明显，故设计推荐1、4号煤层各布置1个工作面达产，其生产能力为4.00Mt/a。(3).从矿井可采储量分析矿井生产能力根据计算，矿井可采储量为364.98Mt。当矿井生产能力为4.0Mt/a时，其服务年限为65.2a；当矿井生产能力为5.0Mt/a时，其服务年限为52.1a；当矿井生产能力为6.0Mt/a时，其服务年限为43.5a。因此，从储量看，矿井生产能力为4.0Mt/a时其服务年限符合规范要求，矿井生产能力为5.0Mt/a、6.0Mt/a时，服务年限偏短，故设计矿井生产能力应以4.0Mt/a为宜。(4).矿井生产能力最终确定86 河北工程大学毕业设计（论文）根据上述分析，由于本井田储量丰富，开采技术条件比较优越，水文地质条件及地质构造简单，随着西部大开发战略的实施和国家煤炭工业结构的调整，建设大型矿井，提高矿井单产，有利于矿井安全效益的提高，符合国家产业政策。《陕西省彬长矿区总体规划》雅店矿井设计生产能力为4.00Mt/a，因此，设计推荐采用4.0Mt/a生产规模方案。(5).　矿井服务年限矿井服务年限：T＝==65.2a经计算，矿井可采储量为364.98Mt，矿井设计生产能力为4.0Mt/a，服务年限为65.2a，符合《煤炭工业矿井设计规范》的要求。1.4.3井田开拓1　井田基本特点地形地貌特点雅店井田位于彬长矿区之东北部边缘，属黄土掩盖~半掩盖的黄土梁塬沟壑地貌，最高点位于井田东部咀头村附近梁顶，标高+1252.0m，最低点位于井田南部之泾河河滩，标高+864.70m，最大高差387.3m。在泾河及四郎河沟谷中，有白垩系下统华池组基岩出露。2　井口数目和位置根据确定的井田开拓方式，矿井投产时在工业场地布置3个井筒，分别为主立井、副立井、中央回风立井。后期在井田中部郭家庄村附近布置一对进、回风立井。3　水平划分根据本井田1、4号煤层赋存特点，煤层平缓，走向和倾向起伏不大，在可采范围内煤层底板高差在170m之内，煤层底板标高一般介于+270～+440m之间，1号煤层、4号煤层间距16.01~93.17m，且1号煤层主要分布在11、12采区，两个煤层可以联合开采，因此，设计确定全井田以单一水平开采。根据工业场地的相对位置及已施工井筒检查钻孔资料，设计确定井底车场水平标高为+445m。4　采区划分与开采顺序根据井底车场位置、井下大巷布置，全矿井共划分为7个采区，7勘探线以西，直至井田西部边界划分为11采区、41采区；7勘探线以东，14勘探线和1号煤层尖灭带以西为12采区、42采区，14勘探线和1号煤层尖灭带以东到Y＝36508000经线范围内为13采区、43采区，其余部分为44采区。11采区回采工作面前20年接续详见表2.3-4。41采区回采工作面前20年接续详见表2.3-5。86 河北工程大学毕业设计（论文）表2.3-411采区工作面前20年接续表开采顺序工作面名称工作面走向长度(m)工作面长度(m)煤层厚度(m)密度(t/m3)工作面储量(Mt)生产规模(Mt/a)年推进度(m)服务年限(a)累计服务年限(a)1110112362002.601.380.891.0014670.840.842110220332002.651.381.491.0014391.412.263110339222002.651.382.871.0014392.734.984110425062002.651.381.831.0014391.746.725110531472002.761.382.131.0015572.028.746110635082002.451.382.901.0012712.7611.507110714022003.001.381.161.0012711.1012.618110811752002.671.380.831.0014960.7913.39911097062002.551.380.431.0017340.4113.8010111018502002.201.381.231.0015891.1614.9611111116262002.401.380.811.0021190.7715.7312111212392001.801.380.751.0017340.7116.4413111310772002.201.380.891.0012670.8517.291411148702003.011.380.611.0015070.5817.8715111513272002.531.380.511.0027240.4918.361611169242001.401.380.361.0027240.3418.7017111716232002.031.380.911.0018790.8619.5618111816412001.601.380.721.0023840.6920.2519111916582001.601.380.731.0023840.7020.95表2.3-541采区工作面前20年接续表开采顺序工作面名称工作面走向长度(m)工作面长度(m)煤层平均厚度(m)密度(t/m3)工作面储量(Mt)生产规模(Mt/a)年推进度(m)服务年限(a)累计服务年限(a)1410414962006.671.382.753.0018200.820.822410515122007.421.383.103.0016440.921.743410615332009.331.383.953.0013201.162.9086 河北工程大学毕业设计（论文）4410785320011.901.382.803.0010430.823.725410882520013.201.383.013.009430.874.596410314772006.441.382.633.0018810.795.387410213322005.841.382.153.0020630.656.02841017582005.841.381.223.0020630.376.399411411712004.711.381.523.0025230.466.8610411516162005.281.382.353.0022680.717.5711411621832006.421.383.873.0018871.168.7212411731472007.751.386.733.0015772.0010.72134118350820010.671.3810.333.0011603.0313.75144119140220012.351.384.783.0010061.3915.14154120117520014.071.384.563.008861.3316.46164121122720014.301.384.843.008721.4117.87174122185020014.071.387.183.008862.0919.96184123162620014.301.386.423.008721.8621.821.5矿井的主要生产系统1.5.1井下煤、矸石运输系统煤炭运输系统：工作面开采的煤炭经工作面刮板输送机、顺槽转载机、可伸缩带式输送机，-780m水平东翼胶带运输大巷、东翼上仓斜巷运至井底煤仓。综采工作面选用SGZ－730/320SW型可弯曲刮板输送机，运输顺槽选用SZD-730/160型刮板转载机。和SSJ1000/2×110型可伸缩带式输送机。炮采工作面选用SGB-630/150型可弯曲刮板输送机，运输顺槽选用SZD-630/75型刮板转载机和SSJ800/2×37型可伸缩带式输送机。矸石运输系统：大巷掘进矸石由装岩机装入1t固定箱式矿车，组列后由电机车牵引至井底车场，由副井提至地面。矿井选用矿车规格见表3.1。表3.1矿车规格特征表名称型号容积(m3)载重(t)外形尺寸(mm)轨距(mm)轴距(mm)质量(kg)长宽高1t矿车MG1.1-6A1.111830880115060075059286 河北工程大学毕业设计（论文）1.5.2井筒及用途根据矿井开拓布署，矿井初期设有主井、副井和中央风井三个井筒。1主井：净直径5.5m，装备一对32t多绳箕斗，组合钢罐道，担负全矿井的煤炭提升任务，井筒内预留一趟排水管路。2副井：净直径8.5m，装备一对1t矿车双层四车多绳罐笼（一宽一窄），组合钢罐道，设玻璃钢梯子间。井筒内敷设排水管、压风管、洒水管、动力电缆和通讯信号电缆。担负全矿井的升降人员、提矸下料、进风等任务，兼作矿井的安全出口。3中央风井：净直径7.0m，设玻璃钢梯子间，井筒内设瓦斯抽放管，负责矿井的部分回风任务，兼作矿井的安全出口。雅店矿矿井井筒特征见表3.2。表3.2井筒特征表序号井筒特征井筒名称主立井副立井中央回风立井1井筒坐标经距(Y)3898351.0003898695.0003898331.500纬距(X)36497128.00036497205.00036497323.5002提升方位角(º)347.5347.5257.53井筒倾角(º)9090904井口标高(m)+877.800+878.300+877.8005井底水平标高(m)+445.000+445.000+445.0006井筒深度(m)535.8463.300432.8007井筒直径(mm)净550085007000掘进7100/640010700/97008800/81008井筒断面(m2)净23.756.738.4掘进39.6/32.289.9/73.960.3/51.59支护方式双层钢筋混凝土/混凝土双层钢筋混凝土/混凝土双层钢筋混凝土/混凝土10支护厚度(mm)800/4501100/600900/55011井筒装备1对32t箕斗罐笼1对、梯子间梯子间1.5.3提升系统1提升方式及设备86 河北工程大学毕业设计（论文）本矿井设计生产能力1.20Mt/a，采用主井、副井、中央风井三个立井开拓。主井提升容器采用JDGY-12/110×4型钢罐道立井多绳12.5吨箕斗，首绳选用36ZAB6V×37S+FC-1570型三角股钢丝绳，左、右同向捻各二根。担负全矿井的提煤任务；副井装备一对1t矿车双层四车多绳罐笼，一宽一窄，罐笼重量(包括悬挂装置)：宽罐12845kg，窄罐12597kg，窄罐加248kg配重与宽罐等重，首绳选用38ZBB6V×37S+FC-1570型三角股钢丝绳，左、右同向捻各二根。主副井提升设备均选用一台JKMD-3.5×4(Ⅲ)E型落地式多绳摩擦轮提升机，担负全矿井提矸、下料、升降人员及下放大件和设备等辅助提升任务。2井架特征主井井架为四腿斜撑式钢结构井架，重量260吨，天轮中心高度53.5米；副井架为四腿斜撑式钢结构井架，重约197.4吨，天轮中心高度38.5米。1.5.4井底车场及硐室1井底车场型式井底车场采用单环卧式布置，利用大巷作为调车线和通过线。井底车场布置见图3.1。图3.1井底车场示意图86 河北工程大学毕业设计（论文）2空重车线长度、列车运行及调车方式、车场通过能力（1）空重车线长度由于井底车场轨道系统仅服务于辅助运输，因此仅考虑副井系统即可。副井进出车线各自按容纳1列车（按30辆1t矿车）考虑。出车线一侧设材料车线，材料车线按容纳15辆材料车考虑。(2)调车方式东翼：电机车牵引列车驶入调车线，机车摘钩绕到列车尾部，将列车顶入副井重车线。机车经回车线至副井空车线，挂钩后牵引列车返回东翼。西翼：机车牵引列车进入车场调车线，当列车尾部经过1号道岔即换向顶列车进入副井重车线。机车经回车线至副井空车线，挂钩后牵引列车返回西翼。列车在井底车场内的运行时间平均为8.1min。3井底车场硐室（1）主井装载系统位置装载硐室所在岩石层位自下而上为细粒砂岩、中粒砂岩、粉砂岩、泥岩、粗粒砂岩。井底煤仓所在岩石层位自下而上为粗粒砂岩、砂质泥岩、粗粒砂岩、细粒砂岩、粉砂岩。（2）井底车场各主要硐室布置副井进出车线北侧布置有主排水泵房、管子道、主变电所等；南侧布置有等候室、保健站、工具保管室等硐室；车场回车线东段设加宽式消防材料库。（3）井底煤仓形式、容量和主井底清理撒煤方式井底煤仓形式为圆筒直立煤仓，净直径8.0m，煤仓容量约1000t。（4）水仓布置及容量计算、水仓的清理方式矿井正常涌水量1378.79m3/h，按《煤矿安全规程》规定，水仓总容量不应小于8758m3，设计设主、副两条水仓，总容量为9089m3，可以满足要求。水仓设有清仓绞车，水仓清理采用1t矿车人工清理。（5）井下爆破材料库的形式、容量及通风系统井下爆破材料库为壁槽式，容量1200kg。位于井底车场东翼，爆破材料库采用独立通风，其回风经-780m水平东翼回风大巷汇入中央风井。（6）电机车修理间及充电、整流硐室井下辅助运输选用8t蓄电池电机车，电机车充电硐室和整流硐室需要单独通风，设计将蓄电池电机车修理间、充电硐室和整流硐室联合布置，设在爆破材料库东侧，其回风经回风斜巷直接汇入回风大巷，经中央风井排出地面。（7）车场轨道铺设为适应8t电机车运输，车场运输巷道铺设30kg/m轨型，道岔采用630系列，平曲线半径按20m考虑。井底水仓及清理撒煤巷道采用15kg/m轨型。86 河北工程大学毕业设计（论文）4井底车场主要巷道及硐室工程量井底车场主要巷道大部分采用锚喷支护，主要硐室采用混凝土砌碹支护。主要巷道及硐室工程量见表3.3。表3.3井底车场主要巷道及硐室工程量表名称长度（m）体积（m³）备注巷道224822595含井底水仓硐室102922274含排水系统和供电系统工程量总计3277448691.5.5矿井的辅助生产系统1通风系统本矿井采用混合式通风。根据矿井开拓方式和采区划分，矿井投产时一个采区，一个回采工作面和一个瓦斯抽放面，投产时为中央并列式通风系统，即副井进风，中央风井回风；矿井达产时，再增加一个炮采工作面，通风方式为混合式，即主井、副井进风，中央风井。中央风井回风量：110m3/s；通风负压：初期1580.4Pa，后期3177.5Pa。本设计扇风机选用BDK-828B型防爆对旋轴流风机两台。中央风井通风机采用电动风门配合主风机电机反转反风，可保证10min内改变巷道中的风流方向，当风流方向改变后，主通风机的供给风量大于正常风量的40％。2压风系统1选择SA-250W型螺杆压缩机4台，供选煤厂加压过滤机用风。单台空压机排气量42m3/min，排气压力0.75MPa，配套电动机功率250kW，电压6kV；2、选择SA-250W型螺杆压缩机3台，2台工作，1台备用；主要供井下用风，选煤厂开机前搅拌介质桶时2台空压机同时工作为选煤厂搅拌介质桶供风。单台空压机排气量40.5m3/min，排气压力0.85MPa，配套电机功率250kW，电压6kV。3排水系统井下主排水采用一级排水系统，在副井井底建立排水泵房，将矿井涌水直接排到地面。矿井正常涌水量为：1378.79m3/h，最大涌水量为：1654.55m3/h，排水高度834m(包括地面水处理附加排水高度10m及吸水高度5.5m)。选用PJ200×10型多级离心泵8台，4台工作，3台备用，1台检修，配套电机功率1800kW。排水管选用Φ86 河北工程大学毕业设计（论文）426mm无缝钢管4趟，2趟工作，2趟备用，沿副井井筒敷设，以套管焊接连接为主，局部采用法兰连接。矿井正常涌水量1378.79m3/h，按《煤矿安全规程》规定，水仓总容量不应小于8758m3，设计设主、副两条水仓，总容量为9089m3。4井下供电、照明、信号系统建井期间，工业场地内建110KV变电站一座，井口附近建6KV变电站一所，解决矿井建设前期注浆、冻结和凿井施工用电。室外照明：生活区采用庭院灯(41XY-ZT0194X125W；41XY-ZT011A2X125W)照明；生产区及道路采用道路照明灯具(41XY-ZW002B250W)照明，所有室外照明灯具均由路灯控制箱集中控制。通讯设备：行政电话行政电话交换机选用SOPHO—IS3000型数字程控交换机一台，初装容量为200门，后期根据矿井生产经营需要适当增容；生产调度交换系统选用数字程控交换机一套，交换机设备型号：HRD—512，初装容量120门，电话电缆采用MHYA32型阻燃通信电缆。1.5.6防水、防火、防沼气煤尘爆炸的安全措施1防水措施1加强水文资料的分析，研究和整理工作，对可能突水部位作出及时预报；2在施工中过断层时，应加强探放水工作，做到“有疑必探，先探后掘”；3要井筒穿过砂层含水层时，可采用注浆堵水工艺。4由于砂层含水层距上部第三系地层较近，故采用主副井冻结施工时，采用差异法冻结方式；2防火的安全措施1严格杜绝或控制井下产生或使用明火；2当井下必须使用电焊、气焊、喷灯等明火作业时，必须制定切实可行的安全措施；3施工进入第三期前应建成井下消防器材库，贮备灭火材料与工具，并定期检查、维护、更换。3防止沼气煤尘爆炸的安全措施1防止沼气积聚。在建井期间，根据具体的情况选择合理的通风系统，避免循环通风；2防止沼气引燃和爆炸。严禁携带烟草及点火工具下井，严禁井下有明火和灼热的金属丝出现；3在施工中采用湿式打眼，严禁干打眼；4放炮后、装载前喷雾洒水。86 河北工程大学毕业设计（论文）1.6地面工业广场及民用建筑1.6.1主井生产系统用12t箕斗将煤炭提升到地面后，经铁路篦子卸入箕斗受煤仓，受煤仓下安装两台往返式给煤机，将原煤给至带式输送机运往选煤厂准备车间，选出的煤分层次装车外运。1.6.2副井生产系统副井井口设有销齿操车机，液压缓冲阻车器，摆渡车等设备。进罐矿车经操车机，阻车器，摇台入罐，出罐矿车经摆渡车摆入出车道，再由操车机输送到矸石车或材料车线上。井口房设有起吊长材料设备。矿井设临时排矸砀，采用起山排矸石方式，排矸场存矸量为6年的矸石量。用副井罐笼将装载矸石的1t矿车提至地面，用内燃机车送至矸石山翻卸。1.6.3矿井机电设备修理车间矿井设修理车间，主要承担矿井机电设备的日常检修、维护和保养。鉴于该矿井修理车间的修理性质和任务，结合本矿的具体特点，确定矿井修理车间总面积为102×24=2448m2，起重机轨面标高9.0m。工艺组成为：机加工工段、电气修理工段、铆焊工段、矿车修理工段，主要配备的设备有各类金属切削机床10台、电焊机8台。为兼顾大、中、小各类设备的维修任务，车间内设5t、20/5tLH型电动单梁起重机各1台。矿井修理车间与外部的联系为900mm轨距窄轨。1.6.4坑木加工房由于本矿井沿煤巷开拓，采用综合机械化开采，坑木需求量较少，因此木材加工房以坑木材料的改制加工为主。木材加工房面积为24×15=360m2，配备的设备有木工圆锯机2台、木工带锯机1台、修磨设备3台。木材加工房与外部的联系为900mm轨距窄轨。因本矿井地面设有选煤厂，其煤样室、化验室等由选煤厂统一设置。1.6.5建筑物及构筑物的工程量建筑物及构筑物的建筑面积24333m2，建筑体积214502m3。86 河北工程大学毕业设计（论文）2建井施工准备矿井建设工程是一项以矿建为主，矿建、土建及机电安装三大工程综合施工的工程。其工程量大，技术复杂，所需的设备多，施工工期长，投资巨大。一般说来，在完成土地征用之后，首先要进行施工准备工作，以解决“五通一平”、环境保护、以及对外协作等问题。施工准备工作工作量大、涉及面广，其工作好坏直接影响到后续井筒的施工。只有充分做好施工准备工作，才能使矿井开工后正常地，不间断地快速施工，最大限度地发挥施工队的作用，加快矿井建设的速度。2.1建井施工条件2.1.1水源条件在工业场地打井取用白垩系洛河组地下水，以满足矿井、选煤厂日用水量及井下采掘设备等用水。考虑到该地下水质矿化度较高，需进行脱盐处理。选煤厂生产补充用水由处理后的生活污水、井下排水予以满足。工业场地消防、建筑物冲厕、场地绿化以及井下消防洒水除尘等非设备用水由处理后的井下排水予以满足。黄泥灌浆用水直接由井下排水予以满足。2.1.2供电条件咸阳市供电分公司拟在我工业场地围墙外，即东南侧建一座东秦110kV变电站，该站110kV一回电源以LGJ-150的110kV线路引自大佛寺110kV变电站，另一回电源以LGJ-150的110kV线路引自新民化工变电站，主变容量2×31500kVA，电压等级110/10kV。以10kV电压等级给矿井供电。此方案已与当地电力公司达成书面协议。根据矿井周边电源现状及规划情况，在矿井工业场地建一座10kV开闭所，满足矿井井上、下供电负荷要求。由于10kV开闭所与供电公司的东秦110kV变电站只是一墙之隔，所以10kV双电源引自110kV变电站10kVⅠ、Ⅱ母线出线间隔。2.1.3运输条件井田位于彬长矿区北部东侧，西至泾河，东南及西南与胡家河勘查区相邻；北以陕甘省界（四郎河）为界。区内简易公路四通八达，交通条件较为方便。公路：井田南部外围有彬县-永乐县级公路通过，至彬县22km，向北进入甘肃省宁县，向南至彬县城与312国道西（安）—兰（州）段、武银高速凤（口）—86 河北工程大学毕业设计（论文）永（寿）段（正在建设）相接，东南距西安180km，至咸阳与陇海铁路线相接。铁路：区内目前暂无铁路相通，建设中的西（安）—平（凉）铁路，沿泾河通过井田西侧。2.1.4通信条件本区通讯光缆已与全国主干光缆并网，并且已通至各乡镇。雅店矿井通讯系统与当地光缆网点接通，即可与世界各地进行通话、与国内外进行高速网络通讯。另外，现已建成中国移动、中国联通两大无线通讯网，数字微波线路和GSM网络。除个别沟谷信号较差外，大部分地区信号质量良好。县城及周边村镇布设了有线电视网，全区还有无线电视网，信号传递迅速及时，通讯较为方便。2.1.5人工及建筑材料来源矿区建设所需高标号水泥、钢材、木材需外地采购，碎石、料石、砖、石灰、普通水泥等大宗材料可就地解决。钢筋混凝土框架、排架结构的填充墙及围护墙均采用轻集料混凝土小型空心砌块；钢排架、钢框架、门式刚架结构的屋面及外墙围护均采用彩色夹芯板；砌体结构的承重墙采用矸石砖。建井工程可由某矿建公司承担，所用工人主要由该公司抽调，并可雇佣当地民工及部分其他施工队伍。2.1.6排矸矿井排矸采用载重量为16t的自卸汽车将矸石排到工业广场西北角，占地约5.0公顷。本矿不设永久性矸石山，井下掘进矸石主要用于充填塌陷区及造地复田或综合利用。2.2建井的技术准备工作2.2.1矿井施工方案的选择矿井建设一般有以下两种施工方案：单向掘进和对头掘进。1单向掘进由井筒向采区单方向地掘进井巷连锁工程。即井筒掘进到底后，由井底车场水平通过车场巷道、石门、主要运输巷道直至采区上山、回风巷及准备巷道。这种方案的优点是：建井初期投资少，需要劳动力及施工设备少；建井施工组织及管理工作较简单；采区巷道容易维护、费用较省；测量技术要求相对较低。其缺点是：建井工期较长；通风管理工作较复杂；安全条件较差。86 河北工程大学毕业设计（论文）2对头掘进井筒开凿与两翼风井平行施工，并由主、副井井底与两翼风井同时对头掘进。这个方案的特点是由风井提前开拓采区，由主副井开拓井底车场、硐室；并且加快主副井的装备，以适应整个矿井提前投产的需要，可缩短建井工期。其缺点是增加部分施工设备及临时工程费，需要劳动力较多，施工管理工作较复杂。结合薛湖矿井的实际情况，本矿井采用压入式通风方式,采区没有相对应的供风源,不可能形成对头掘进的情况。所以井筒向采区施工采用单向掘进。2.2.2主、副、风井筒开工顺序及贯通点的选择1开工顺序方案比选主副井同时开工主副井同时开工，主井工程量包括箕斗装载硐室，所以主井工程时间比副井多一个月，这样的话副井就比主井提前一个月到底。优点：提前副井施工时间和完成时间。缺点：副井到底后，由于采用的是一条临时巷道使主副井贯通，对整个井底车场的工程量排列有影响。主副井顺序开工主井先开工，副井在主井开工一个月后开工，最终两个井筒同时到底。优点：两个井筒同时到底，然后采用对头掘进临时贯通巷道，以提高速度。合理安排井底车场的工程排列。缺点：副井冻结时间长一个月。中央风井单独开工由于本矿井中央风井和井底车场相对独立，中央风井有一套其自己独立的施工计划，根据中央风井与井底车场贯通点选择和贯通时间，确定风井开工时间。结合本矿井情况，选择主井先开工方式，副井在主井开工一个月后开工，达到同时到底计划。中央风井则在主井开工三个月后开工，以完成在贯通点时实现同时贯通。2贯通点的选择主、副井施工到井底车场水平后，应尽快进行短路贯通，以便通风、排水、提升等设施的改装创造条件。贯通点的选择，应使主、副井贯通距离最短，要有利于尽早实现短路贯通。根据建井经验及本矿井的实际条件，主、副井采用一条临时巷道贯通，贯通点选择如图1.1所示；本矿井由于主、副井与风井相距较远，因此，将主井与风井的贯通点选择在-780m水平轨道运输大巷与-780m回风大巷的交叉点处。86 河北工程大学毕业设计（论文）图2.1风井与井底车场贯通点示意图2.3矿井开工前的工程准备2.3.1矿井开工前的工程准备工作的重点项目前期所有工程准备都是为第一个井筒顺利开工做准备，重点项目主要有施测定位，井筒检查孔，建立变电所、绞车房、提升机和稳车、建井架、建立压风机房、砼搅拌站等。1施测定位测矿区平面和高程控制网和大比例尺地图。建立近井点，标定井筒中心和井筒十字中线。进行工业广场平整、建筑施工放样及各种设备安装测量等。2井筒检查孔根据规定要求，在主副井以及中央风井周围20米范围内布置井筒检查孔。86 河北工程大学毕业设计（论文）根据井检孔地质报告资料，主副井筒基岩段要穿过K6、K5砂岩，主、副井筒预测涌水量分别为50m3/h和60m3/h，因此采用普通方式施工。中央风井井筒基岩段要穿过K5砂岩，预测涌水量为12m3/h，也散采用普通方式施工，在井筒施工时可视具体情况经技术经济比较后采用地面预注浆或工作面预注浆等施工方法。2.3.2工业广场的平整矿井井田位于陇东黄土高原东南部，为塬、梁、峁、沟壑地貌。塬面标高一般为+1000～1200m，沟谷标高一般为+870m不等，相对高差一般为130～275m，矿井井田内以雅店村、后峪村、北峪村、曹村、白宝村、王村和咀头村四周为较大面积的塬面，泾河两侧的塬面均被冲沟分割，塬面窄小支离破碎，冲沟侧黄土崖发育，形貌复杂。整个工业场地的平整土方量较大，基本全为填方。填土方案如下：将临时矸石山及其附近处于西北高的地势的土石进行挖掘，填补至东南低的地势条件下，以达到防洪标高38.5m的基本要求。随后，将井筒施工和井底施工所挖掘出来的土石填补于西北处，将其损耗补充后，完成防洪标高要求，其余堆积矸石山。2.3.3永久建、构筑物和永久设备利用情况为了节约建设投资和缩短建井工期，应该尽量利用可利用的永久建筑和设施，见表2.1。表2.1矿井利用永久设施表序号工程名称建筑指标（m2）高度(m)结构类型1单身宿舍楼1635018.3砖混2工广永久道路和排水12500砼3综合办公楼457019.8框架4招待楼200010.5砖混5空压机房392.97排架6器材库器材棚1118.37排架7综采车间机修房15127排架83#水源井和水塔250m/35m钢筋砼9锅炉房5650m37.5排架10浴室联合建筑620018框架11区队办公楼530016.5框架12坑木加工房528.56混合86 河北工程大学毕业设计（论文）13职工食堂292012.1混合14副井绞车房2910m310排架15副井井口房5760m314排架16主井绞车房3940m315排架17主井井口房6850m321框架18主井井架基础60m3钢筋砼19井口接受仓46214钢筋砼20排矸系统425m13混合21救护队5507.5混合22自行车棚2802.5轻钢23水处理3700m37.5混合24扇风机房2650m11排架25救护队5509.6排架26油脂库202.84.1混合2.3.4临时建筑物名称、结构形式及工程量（见表2.2）表2.2临时建筑物名称、结构形式及工程量表序号工程名称建筑结构建筑面积（m2）1主井主提升绞车房砖木2722主井副提升绞车房砖木2523压风机房砖木2754压风机冷却水池砖混70m35变电所砖混2306机修车房砖木5607钢筋棚砖木2408稳车房砖木4509搅拌站棚砖木10010材料仓库砖木28011木工房砖木13512料场砼80013冻结站砼77014临时宿舍区砖木175015临时灯房+浴室砖木70086 河北工程大学毕业设计（论文）16通风机房砖木5502.3.5准备工作的人数及安排工作总人数为600人，其中500人为土建人员；80人员为机电安装人员。20人为本矿管理人员。2.3.6缩短准备期的措施及经验充分利用永久建筑物、构筑物和利用永久设备采用活动房屋和移动装配式设备施工合理安排地面管网和各类建筑的施工顺序　做好施工准备工作的综合平衡雇佣技术含量高的施工队伍，采用先进的施工设备和科学的施工管理。2.3.7施工准备期横道图施工准备期横道图见(2.3)2.3施工准备横道图86 河北工程大学毕业设计（论文）3井筒施工在煤矿建设中，立井井筒施工是关键工程。虽然立井井筒掘进工程量只占矿井建设总工程量的4%~5%左右，但工期却占了建井总工期的40%左右，因此，加快立井掘砌速度，是缩短矿井建设总工期的关键。雅店矿井施工，副井是必不可少的工序，故在编制施工组织设计时以副井井筒为主。3.1井筒的特征雅店矿井筒主要技术特征见表3.1，井筒断面图如图3.1、3.2、3.3所示。表3.1井筒特征表序号井筒特征井筒名称主立井副立井中央回风立井1井筒坐标经距(Y)3898351.0003898695.0003898331.500纬距(X)36497128.00036497205.00036497323.5002提升方位角(º)347.5347.5257.53井筒倾角(º)9090904井口标高(m)+877.800+878.300+877.8005井底水平标高(m)+445.000+445.000+445.0006井筒深度(m)535.8463.300432.8007井筒直径(mm)净550085007000掘进7100/640010700/97008800/81008井筒断面(m2)净23.756.738.4掘进39.6/32.289.9/73.960.3/51.59支护方式双层钢筋混凝土/混凝土双层钢筋混凝土/混凝土双层钢筋混凝土/混凝土10支护厚度(mm)800/4501100/600900/55011井筒装备1对32t箕斗罐笼1对、梯子间梯子间注：“/”上、下分别为表土段和基岩段数值。86 河北工程大学毕业设计（论文）图3.1主井井筒断面布置图86 河北工程大学毕业设计（论文）图3.2副井井筒断面布置图图3.3风井井筒断面布置图3.1.1井筒的地质水文条件本井田属掩盖至半掩盖区，除沟谷有基岩出露外，山梁、坡地均为第四系覆盖。据水文地质测绘与钻孔资料，以赋水特征将井田内含（隔）水层自上而下划分依次为孔隙潜水含水层和基岩裂隙含水层两种含水类型。1、孔隙潜水含水层(1)第四系全新统冲-洪积孔隙含水层（Q4）呈条带状展布于泾河、四郎河等河谷中，据钻孔资料显示，厚度0~10.00m，厚度受河流摆动影响强烈。具典型的二元结构特征，上部以砂质粘土、粘土及粉沙为主，下部为含水的砂及砂卵砾石层。地下水埋深0.5～5.00m，水位年变幅0.8～1.5m。据邻区钻孔抽水试验：单位涌水量0.65～2.96L/s·m，属中等~强富水含水层。水质类型为HCO3-Na·Ca·Mg型及HCO3·SO4-Na型，矿化度0.39～2.079g/l。(2)第四系更新统黄土含水层与砂粘土隔水层（Q1+2+3）86 河北工程大学毕业设计（论文）遍布黄土塬梁地带,各沟谷中均有出露，包括上部上更新统马兰组(Q3m)、中部离石黄土(Q2l)、下部古黄土层(Q1)。上更新统马兰组，一般厚度0～15.0m，为浅灰黄色粉土，结构疏松，具大孔隙及垂直节理发育，透水而不含水。离石黄土一般厚约120m，地下水位埋深，梁塬中央一般30～40m，含水层厚、水位高；梁塬边部一般50～60m，含水层薄、水位低。在支沟沟脑有泉水出露，流量1.350～0.014L/s。据井11、泉55水质化验，水质类型为HCO3-Ca·Mg型，矿化度小于0.5g/l。本阶段施工中,7-3、5-5、9-1、3-4、10-1、10-2、9-4等钻孔出现漏水现象，漏失量3～15m3/h。据邻区钻孔抽水试验资料，单位涌水量0.0412～0.0830L/s·m，属富水性弱的含水层。下部常称之古黄土层(Q1)，厚约50m左右，以深黄褐色砂质粘土为主，较致密，为隔水层。(3)新近系上新统小章沟组粘土弱含水层（N2x）分布于井田内各较大沟谷中，据填图资料，厚度13.23m，上部以棕红色粘土、砂质粘土为主，致密，是上覆松散层良好的隔水层。下部主要为浅棕褐色-浅灰褐色半固结砂卵石，据民井调查厚约1～3m，富水性弱且含水不均一，水质HCO3·Cl-K+Na·Mg型水，矿化度1.025g/l。2、基岩裂隙含水层(1)白垩系下统华池组孔隙裂隙弱含水层（K1h）全区分布，沟谷中普遍出露。由浅紫红色、灰绿色砂质泥岩、粉砂岩及少量泥岩等隔水性岩层组成，厚度17.80～204.60m，平均144.80m。岩层由上到下风化程度逐渐减弱，顶部疏松破碎，孔隙度大，含水率增高，易形成风化裂隙而有泉水出露，流量微量0.644L/s。据水质化验，属HCO3·SO4-K+Na·Mg型水，矿化度0.524~0.782g/l。深层无裂隙而不含水，河谷地带钻穿此层后常发生涌水现象，证明确具隔水性，系上下含水层的相对隔水层。(2)白垩系下统洛河组砂岩孔隙裂隙含水层（K1l）洛河组全区分布，地表无出露，厚度278.80m~417.34m，平均厚度342.92m，岩性以棕红色、砖红色中粒砂岩为主，中下部夹薄层砾岩、粉砂岩透镜体，该层厚度大，粒度粗。钻探施工中1-3、1-5、2-1、3-5、3-6等钻孔皆出现涌水现象，涌水量一般20~30m3/h。据井田内5-4号钻孔抽水试验资料：水位埋深90.18m，降深依次为10.22、6.74、3.47m时，涌水量依次为1.461、1.094、0.644L/s，平均单位涌水量0.163620L/s·m，平均渗透系数为0.033722m/d，水质属SO4·Cl-K+Na型水，矿化度5.277g/l，水文测井（淡化法）解释含水层一层次，厚48.6m，分布在下部；据井田内3-5号钻孔放水试验资料：涌水水头+23.20m，水位标高为897.25m，降深依次为19.0、12.20、6.10m时，自流量依次为7.89、6.279、4.132L/s，平均单位涌水量0.535771L/s·m，平均渗透系数为0.146865m/d，水质属SO4·Cl-K+Na·型水，矿化度4.826g/l，水文测井（流量测井）解释含水层6层次，总厚度为36.7m，主要分布在上部和下部。该层富水性中等。(3)白垩系下统宜君组砾岩含水层（K1y）86 河北工程大学毕业设计（论文）该层全井田分布，地表无出露，厚度10.52~52.70m，平均厚度32.07m，岩性以砾岩为主，砾岩成分由灰岩、砂岩、遂石等组成，钙质胶结。据邻区抽水试验资料，单位涌水量0.0088～0.145L/s·m，水质属SO4-Na型。属富水性极弱~弱的含水层。(4)侏罗系中统安定组相对隔水层（J2a）该层全井田分布，厚度0～39.80m，平均厚度20.41m，岩性以泥岩、粉砂岩为主，中夹砂岩。该层厚度大，砂、泥岩呈互层状。据邻区钻孔抽水试验资料，单位涌水量0.000037～0.000076L/s·m，富水性极其微弱。水质属SO4-Na及Cl-Na型。可作为上下含水层的相对隔水层。(5)侏罗系中统直罗组与延安组砂岩裂隙含水层（J2z+J2y）直罗组全井田分布，厚度0～73.09m，平均厚度33.81m，岩性以灰白色中粗砂岩为主，粒度向下逐渐变粗，该层属区域性含水层。据邻区钻孔抽水资料:涌水量0.027L/s，单位涌水量0.000136L/s·m，渗透系数0.0003284m/d，富水性弱，水质属SO4·Cl-K+Na型水，矿化度18.751g/l。延安组是井田内含煤地层，厚度0～114.70m，平均厚度65.66m，岩性以灰黑色泥岩、粉砂岩、灰白色中粒砂岩、粗粒砂岩、煤层、炭质泥岩组成。主要含水层为煤层顶板以上中粗粒砂岩及煤层，该层粗、细岩性相间，据邻区钻孔抽水资料显示:涌水量0.011L/s，单位涌水量0.000046～0.000078565L/s·m，渗透系数0.000069846～0.00038m/d，水质属SO4·Cl-K+Na型水，矿化度15.449g/l，富水性弱。据井田内5-4号钻孔抽水试验资料：该孔直罗组与延安组混合水水头较高，水头高度为+15.8m，水位标高为1019.09m，自流量为0.027L/s。降深111.52m时，涌水量为0.039L/s，单位涌水量0.000350L/s·m，渗透系数0.000211m/d，矿化度10.517g/l，水呈黑微黄，水质属Cl·SO4-K+Na型水，水文扩散法测井该层均无明显显示。据4-7号钻孔抽水试验资料：该孔直罗组与延安组混合水水头高，水头高度为+124.80m，水位标高为1029.33m，自流量为0.033L/s。降深179.88m时，涌水量为0.018L/s，单位涌水量0.000100L/s·m，渗透系数0.000098m/d，矿化度1.617g/l，水呈黑微黄，水质属SO4·Cl·HCO3-K+Na型水，水文测井（流量测井）解释含水层一层次，厚度为3.80m。综合该层(直罗组与延安组混合含水层)富水性极弱。(7)侏罗系下统富县组相对隔水层（J1f）该层厚度0～49.13m，平均厚度12.06m，岩性以紫杂色泥岩、粉砂岩为主，可作为上下含水层的相对隔水层。(8)三叠系上统胡家村组隔水层（T3h）该层为煤系地层的基底，钻孔揭露最大厚度83.46m，岩性以灰绿色、灰色细砂岩、粉砂岩、泥岩为主，随埋深增加，富水性减弱，视为隔水层。86 河北工程大学毕业设计（论文）3.2井筒表土施工3.2.1井筒施工方法⑴表土段及强含水岩层根据地质资料，本矿井工业场地内第四系新近系（Q+N）厚度约53m，白垩系下统洛河组为矿区基岩中富水性强的含水岩层，根据工业场地附近的3-5号钻孔资料，含水层厚度329m左右。冻结法是用于表土段和强的含水岩层施工的最好方法，优点是能够将表土或岩层中的水冷却到冰点以下结成冰，把表土或岩层水封住，将不稳定的表土或岩层稳固起来，技术上十分成熟，缺点是施工方法复杂，时间长，费用高。普通法用于表土段施工，其优点是施工速度快，费用低，但必须解决好含水层和流砂的处理。因本矿井工业场地表土段较厚，强含水层特厚，且含水量大，因此，本矿主立井采用冻结法施工，根据井筒检查钻孔所揭露的地质资料，主立井冻结深度为377m。⑵基岩段根据井筒检查钻孔所揭露的地质资料，基岩段除白垩系下统洛河组砂岩孔隙裂隙含水层为富水性中等岩层外，其余基岩段均未发现特殊构造，所以采用普通法施工。2、井壁结构及厚度主井表土及基岩风化段、白垩系下统洛河组段采用钢筋混凝土双层井壁，支护厚度1100mm，外层井壁400mm，内层井壁700mm，基岩段采用混凝土支护，支护厚度600mm。主立井井筒特征见表2.4-1。表2.4-1井筒特征表序号井筒特征井筒名称主立井1井筒坐标经距(Y)3898351.000纬距(X)36497128.0002提升方位角(º)347.53井筒倾角(º)904井口标高(m)+877.8005井底水平标高(m)+445.0006井筒深度(m)535.87井筒直径(mm)净5500掘进7100/64008井筒净23.786 河北工程大学毕业设计（论文）断面(m2)掘进39.6/32.29支护方式双层钢筋混凝土/混凝土10支护厚度(mm)800/45011井筒装备1对32t箕斗注：“/”上、下分别为表土段和基岩段数值。3.2.2施工方法简述1作业方式采用短段掘砌单行作业方式。掘进段高应根据掘进深度、冻结壁厚度和平均温度、岩层的性质以及冻结管的偏斜，井帮稳定性等因素综合考虑确定:井筒试挖和正式开挖初期冻土未扩入井帮时,掘进段高控制在:粘土及砂质粘土1.0-1.2m,砂层及砾石层1.0-2.0m;当冻土已经扩入井帮,井帮的稳定性较好时,可加大段高，一般砂土与粘土层小于2.5m,铝质粘土1.1-2.2m,砂3.3-6.6m。2冻土挖掘根据冻结壁距井帮的距离和井帮的稳定情况应采用不同的掘进方式。当冻结壁距井帮较远，井帮松软，片帮严重时，采用短段分块掘进方式；当冻结壁距井帮较近，井帮不稳定时，宜采用短段台阶式掘进，并挖超前小井集水；当冻结壁已接近井帮时，可采用一次全断面掘进方式，但仍要挖超前小井；当冻结辟已进入井帮时，可超前一米先挖未冻土，再用风动工具掘冻土；当下部冻土已进入井帮时，应先抓取井筒中心处的未冻土，对冻土宜采用风镐、风铲破土，尽可能不放炮，对已冻实的砾石砂层以及用风动机具挖掘困难的岩（土）层，可以采用浅眼少装药量的爆破法松动冻土，但应编制爆破安全作业规程报上级批准并严格确保不能损坏冻结管。3砌壁施工主井井筒施工所用设备见表2.3。砌壁施工采用底卸式吊桶送砼，吊盘分灰经斜溜槽入模。外层井壁砌壁：外层井壁直接与冻结壁相接触，且井壁较薄。为保证砼在降至零度前获得足够的强度，要求砼的入模温度为15℃-20℃，加入适量的复合早强剂和减水剂等，提高砼的早晚期强度。内层井壁施工：内层井壁采用液压滑模施工，自上而下浇筑砼，连续滑升（脱模），直至井口。3.2.3表土段施工工期确定86 河北工程大学毕业设计（论文）每月按25天计算，每天一循环，每循环净进尺3.6m，则月进尺为90m。但考虑套内壁的时间，按月进尺65m计算。这样，在表土段377m的情况下，副井表土段施工工期为6个月。3.2.4主井冻结段施工(1).立井井筒冻结深度的确定冻结深度确定合理，可节省冻结费用，保证井壁质量，加快建井速度，同时能防止涌水冒砂事故，做到安全可靠，对井壁设计及施工都具有很大的重要性，冻结深度确定原则如下：1.一般情况下，冻结深度应穿过风化基岩，并深入稳定基岩10m左右；2.基岩风化带裂隙发育，且风化带以下基岩破碎，富水性强或有断层及断层破碎带时，冻结深度应考虑穿过破碎基岩的深度；3.邻近风化带的含水基岩岩层，应一次进行冻结。综合本矿的地质、水文条件，主井筒表土段冻结深度确定为260m，采用双层钢筋混凝土井壁支护型式，一次冻全深设计方案。在消积冻结期，应适当控制冻结设备的冷冻能力，防止冻土进入荒径或者尽量避免冻土进入荒径的距离，为下一步主井的掘进提供有利条件，且能降低冻结设备的能耗，提高经济产效益。（2）.主井井筒冻结施工方案序号项目单位主井备注1冻结深度m377同径冻结2冻结壁计算厚m4.53主冻结孔圈径m11.6/9.94防片帮孔圈径m5主冻结孔控制间距冲基层m1.336基岩m2.8516测温孔个数/深度个/m2/280，1/1807水文孔个数/深度个/m1/2408冻结管规格主冻结管mmΦ140×6200-300m辅助管mmΦ140×5200m以上9井筒需冷量万cal/h279.4410总装机容量万cal/h103886 河北工程大学毕业设计（论文）3.2.5施工方法简述1.作业方式采用短段掘砌的方式，3.2.6壁座位置的选择与设计壁座的主要作用除了承托上段井壁的部分或者全部重力外，还可用于悬挂向下掘进段的临时支架，封堵砌筑段的涌水，防止下部井壁围岩片帮垮落时向上扩展。壁座应该设在稳定性较好、涌水量较小的岩层中，避开破碎带和断层，将壁座设置在最大冻结深度以上5m，即255m处，这样可使壁座真正承受井筒重力，同时可以减少冻结段的深度，减少材料，省工。该基岩底部硬度较小，冻结段外壁的厚度较大，故采用双锥形壁座。目前壁座的尺寸多按照经验选取，根据岩层的实际情况，高度h取为3.1m，宽度b取为1.8m，角取为40°，角取为30°。如下图：3.13.2.7冻结段钢筋混凝土井壁的设计本设计方案采用内、外层井壁分开的受力假定。使用双层现浇钢筋混凝土井壁，分两次砌筑，外层井壁随着掘进施工自地面向下分段砌筑，直至基岩；内层井壁是在砌筑好基岩大壁座后用滑动模板自下而上连续砌筑，直至地面。冻结段双层井壁总厚度为1.15m，外壁厚0.6m，内壁厚0.55m。3.2.8表土段施工设备选择1.掘进设备的选择A.风镐风井冻结段上部大多为表土，主要岩性是砾石、砂土、冲积层、粉砂质黄土、亚粘土、粘土质黄土、钙质结核层等土质，普氏系数为0.6～2.0，松散系数为1.14～1.37。根据以往经验以及该地层性质，可知，冻结段可以采用抓岩机和风镐两种挖掘方式。表土段的岩石的普氏系数和松散系数较小，可直接采用抓岩机进行开挖，而下部岩石普氏系数和松散系数相对较大，所以采用风镐开挖。风井工作空间狭小，采用尺寸较小的G17型风镐，其技术特征如下86 河北工程大学毕业设计（论文）G17型风镐的技术特征型号使用气压Kg.N/㎡耗气量m³/min气锤冲击功Kg.N/m冲击频率次/min风管内径外形尺寸重量kg直径mm行程mm重量kg长mm宽mmG1751401350.83.21300164451566.7B.抓岩机抓岩机选用HZ－6型中心回转式抓岩机。HZ－6型中心回转式抓岩机主要技术特征如图所示。HZ－6型中心回转式抓岩机主要技术特征类型类型抓斗容积m³0.6回转机构回转速度(转/min)3～4技术生产率m³/h50回转角度(度)360抓斗重量kg2333风马达功率(马力)8.5片数8进气管直径(英寸)1闭合直径mm1600变幅机构变幅平均速度m/s0.4张开直径mm2130吊盘固定装置手动千斤顶(个)2进气管直径(英寸)1.5液压千斤顶(个)2提升机构提升能力kg3500工作油压kg.N/c㎡160～170提升速度m/s0.3～0.4外形尺寸长(不包括臂杆及推力油缸)mm1170滚筒容绳量m60宽mm1400钢丝绳直径mm15高在吊盘上方mm1675提升机马达功率(马力)25在吊盘下方mm4860使用风压kg.N/c㎡5～7机器重量kg8077压风消耗量m³/min24适用井筒直径m5～786 河北工程大学毕业设计（论文）3.3基岩掘砌施工3.3.1基岩段施工方案主井施工方式的选择，对井筒上下所需凿井设备的数量、劳动力的多少等都有很大的影响，而且决定能否合理地利用立井井筒的有效作业时间和作业空间，充分发挥各种凿井设备的潜力，因此，在组织立井快速施工时，施工方案的选择具有特别重要的意义。由于各种施工方式都受多方面因素影响,都有一定的使用范围和条件，所以选择施工方案时，应综合分析以下方面因素：1)穿过岩层的性质及涌水量的大小；2)可能井筒基岩段直径和深度；3)井筒采用的施工工艺及技术装备条件；4)施工队伍的操作技术和施工管理水平。一般说来，井筒基岩段施工有三种方案：(1)掘砌单行作业这种作业方式的最大优点是工序单一，设备简单，管理方便。当井筒涌水量小于40m3/h时，任何工程地质条件均可使用。(2)掘砌平行作业这种作业方式是在有限的井筒空间内，上下立体交叉同时进行掘砌作业。空间、时间利用率高，成井速度快。但井上下人数多，安全工作要求高，施工管理较复杂，凿井设备布置难度大。(3)混合作业这种作业方式是为克服短段单行作业井壁接茬多，井壁整体性能差，而增大模板高度，砼浇灌量增加、浇灌时间过长等问题，在其基础上派生出来的一种作业方式。其使用条件、某些施工特点与短段单行作业基本相同，只是施工管理要求较高。短段单行作业除具有单行作业的优点外，又具有适用面广、降低成本、改善作业条件、施工比较安全等优点。结合本矿井实际情况，本矿井采用该种作业方式。3.3.2基岩掘砌施工方法及设备(1).钻眼爆破作业1．钻眼方法及机具在整个钻眼爆破工作中，钻眼所占工时最长。因此，加快钻眼速度，加大眼深，提高眼孔质量，以及提高钻眼的机械化程度对加快建设，缩短工期具有不可忽视的作用。本工程的井筒断面大，钻掘的炮眼数量多，要求钻眼设备能一次钻多个炮眼，且有较快的钻眼速度。又因为本工程属于立井施工，伞钻能充分发挥其能力。由于周边眼的直径达到8.2m，且炮眼深度为4m，故综合各方面因素最终选用FJD9型伞钻2.爆破工作86 河北工程大学毕业设计（论文）为保证井筒开挖质量，又能加快施工工期，故采用全断面光面爆破施工方案，3基岩段爆破参数确定a.确定炮眼数N开挖断面：＝39.6m2单位炸药消耗量：基岩普式系数为4～6,井筒净直径为7.1m，单位炸药消耗量查表得＝1.15kg/m³装药系数τ选择为0.46，所以126.9在此N取127。b.每循环炮眼深度本工程的月掘进循环计划进尺为100m，每掘进循环计划进尺数为3.57m，由于本设计的炮眼利用率为0.93，则有L=3.57÷0.93=3.84实际取炮眼深度为4m，每循环掘进进尺为3.6m。c.炮眼直径由于地下水以基岩裂隙水为主，水量较发育，因此，选用2号岩石乳化炸药，其药卷直径为3.2mm，长度为200mm，每卷质量为0.15kg。由于炮眼过小，不利于装填药卷，炮眼过大刚会降低爆破效果和钻眼速度，故根据施工单位常用的钻孔设备和选用的药卷直径，确定炮眼直径为42mm。d.炮眼间距和排距①.掏槽眼由于井筒的断面较大，故选用复式直眼掏槽。共布置两圈12个炮眼，圈径分别为1.0m、1.4m。其中外掏槽眼6个，眼深在每循环炮眼深度的基础上加深0.2m，取为4.2m；内掏槽眼6个，空眼1个，眼深为2m。②.周边眼中硬岩光面爆破的间距一般在450～600mm，最小抵抗线为500～750mm，为提高光面爆破效果，将周边眼间距取为400mm，最小抵抗线为600mm，周边眼距井筒外壁200mm，故有在此选56个③.辅助眼86 河北工程大学毕业设计（论文）为了减小钻眼工作量，加快施工速度，辅助眼的间距适当加大，辅助眼间距取为0.7m，共布置4圈58个炮眼。e.装药量根据装药量计算式计算一个循环的总装药量:=1.15×39.6×4×0.93=169.41kg将以上炸药量换算为2号乳化炸药装药量，取换算系数1.1，得到一个循环的总装药量为186.351kg①.按装满系数计算单孔装药量及总装药量查表可得，掏槽眼的装药系数为0.55，辅助眼的装药系数为0.45，周边眼的装药系数为0.45。为了保证光面爆破的效果，周边眼装药系数调整为0.35。单个炮眼的装药量、装药卷数与装药系数、炮眼深度和单个药卷的长度及质量有关，计算如下6个内掏槽眼：单孔装药卷数＝0.55×2.0÷0.2＝5.5卷单孔装药量＝5.5×0.15＝0.825kg换算为2号岩石乳化炸药：单孔装药量＝0.825×1.1＝0.908kg单孔装药卷数＝0.908÷0.15＝6.05卷实际选用6卷。6个外掏槽眼：单孔装药卷数＝0.55×4.2÷0.2＝11.55卷单孔装药量＝11.55×0.15＝1.733kg换算为2号岩石乳化炸药：单孔装药量＝1.733×1.1＝1.906kg单孔装药卷数＝1.906÷0.15＝12.71卷实际选用13卷。58个辅助眼：单孔装药卷数＝0.45×4.0÷0.2＝9卷单孔装药量＝9×0.15＝1.35kg换算为2号岩石乳化炸药：单孔装药量＝1.35×1.1＝1.485kg单孔装药卷数＝1.485÷0.15＝9.23卷实际选用9.5卷。56个周边眼：单孔装药卷数＝0.35×4.0÷0.2＝7卷单孔装药量＝7×0.15＝1.05kg86 河北工程大学毕业设计（论文）换算为2号岩石乳化炸药：单孔装药量＝1.05×1.1＝1.155kg单孔装药卷数＝1.155÷0.15＝7.7卷实际选用8卷。根据以上计算确定每循环进尺的总装药量：Q＝（6×6+13×6+56×9.5+58×8）×0.15＝166.5kg4.炮眼布置爆破过程中应该准确确认井筒已进入到基岩，在基岩中爆破应完全按照毫秒爆破来进行施工，煤层爆破和岩层爆破中的雷管段别及起爆顺序将有所区别。图3-2，炮眼布置图表1.岩层掘进炮眼排列及装药量炮孔名称炮孔编号孔深/m孔数单孔装药卷数单孔装药量/kg总装药量/kg装药结构雷管段别起爆顺序空眼12.01掏槽眼2～72.0660.95.4连续反向装药1I8～134.26131.9511.7反向垫3卷药3II辅助眼14～294.0589.51.42584.1反向垫3卷药5III30～484.07IV49～714.09V周边眼72～1274.05681.267.2空气间隔分节装药13VII合计127127166.5表2.煤层掘进炮眼排列及装药量炮孔名称炮孔编号孔深/m孔数单孔装药卷数单孔装药量/kg总装药量/kg装药结构雷管段别起爆顺序空眼12.0186 河北工程大学毕业设计（论文）掏槽眼2～72.0660.95.4连续反向装药1I辅助眼8～134.26131.9511.7反向垫3卷药14～294.0589.51.425126.825反向垫3卷药3II30～484.049～714.071～1024.0周边眼72～1274.05681.278空气间隔分节装药5III合计127127221.92586 河北工程大学毕业设计（论文）炮眼布置图3.25.临时支护方式由于立井采用短段掘进围岩竖向受力稳定性好，围岩暴露时间短，可直接浇筑混凝土做永久支护，从而不需要临时支护，节约了支护材料，立井段高4m。86 河北工程大学毕业设计（论文）3.3.3井壁砌筑首先把模板下滑至工作面，由技术人员确定好井筒中心线再进行模板找平，用布置在地面上的搅拌站把搅拌好的混凝土经溜槽-漏斗套管－输送管－缓冲器－活节灰管－导灰管－浇注窗口进入模板内，再用震捣器震动密实，等下个段高做好即可落模。砌壁进度为4个小时。模板悬吊方式为4根28钢丝绳另一端绕在稳车滚筒上，设备参数见表3表3砌筑设备的参数设备名称设备型号单位数量备注搅拌站HZL-30台1溜灰管159×4.5趟1采用耐磨型分灰管219×12条2采用活节管模板MJY个1模板高4米，风动高压油泵驱动千斤顶收滑。震捣器JC30-20台5风动3.3.4辅助生产系统提升、压风、通风、排水、掘砌吊盘、凿井井架是立井施工的主要辅助工作，若处理不好，会影响施工速度、工程质量和人员安全。1.提升采用两套单钩提升，主提为双滚筒，以备临时改绞用。这样即可以满足出矸和提伞型钻架的共同需要。在非冻结段施工中，沿用冻结段所用的两台HZ－6型中心回转式抓岩机，抓岩能力为100m³/h。提升机沿用冻结段所用的提升机，主提选用2JK－3.5/20型提升机，除能提3m³吊桶外还可以满足1.5t单层双车或3t单层单车建井专用罐笼进行临时改绞,副提选用JK－2.5/20型提升机钢丝绳选用166.6×10Pa不旋转绳。A.吊桶提升能力计算（冻结段）凿井井架卸矸台的高度为10.4m，吊盘距工作面的高度为22m，固定盘与下层吊盘的距离为10m。在施工过程中，提升能力分为两段计算，即0～180m段和180～280m段。86 河北工程大学毕业设计（论文）吊桶提升过程可以分为三个阶段：第一阶段为无稳绳提升阶段；第二阶段为匀速通过工作盘阶段；第三阶段为有稳绳提升阶段。在第一阶段，根据《煤矿安全规程》规定，吊桶在通过无稳绳阶段时的运行速度应控制在一范围内(升降物料v≦2m/s；升降人员v≦1m/s)，故根据提升机能力和施工要求等实际情况，选用2m/s为最大通过速度。在第二阶段，为使吊桶通过吊盘时不发生碰撞，吊桶提前减速为1m/s，匀速通过。在第三阶段，吊桶先作加速运动，然后匀速运动，最后减速为1m/s通过封口盘，然后再次匀速提升，最终在卸矸平台处速度减为零。根据提升机能力和相关要求将2JK－3.5/20型提升机的最大速度控制在5.3m/s，JK－2.5/20型提升机的最大速度控制在4.7m/s。吊桶提升速度图如下图：a.0–180m段吊桶提升能力3m³配合2JK－3.5/20型提升机时在0～180m段的平均提升能力无稳绳段加、减速运行时间根据无稳绳段吊桶提升的加、减速度值不大于0.3m/s²，以及提升机的实际能力，确定提升机无稳绳段加速度为0.25m/s²，减速度为0.28m/s²。；无稳绳段加、减速行程；无稳绳段匀速行程无稳绳段匀速运行时间86 河北工程大学毕业设计（论文）吊桶匀速通过工作盘段的时间沿稳绳加、减速运行时间根据无稳绳段吊桶提升的加、减速度值不大于0.5m/s²，以及提升机的实际能力，确定提升机无稳绳段加速度为0.45m/s，减速度为0.48m/s。；沿稳绳的加、减速行程；沿稳绳的平均匀速行程沿稳绳的匀速的时间出封口盘后的减速时间出封口盘后的减速行程出封口盘后的匀速行程出封口盘后的匀速运行时间提升一次的总循环时间单钩吊桶在井上卸矸和井下摘挂钩时间根据实际情况取为75s，故3m³配合2JK－3.5/20型提升机时在0～180m段的平均提升能力式中：—吊桶的容积，m³；86 河北工程大学毕业设计（论文）1.25—提升不均匀系数；同理可以根据相关数据得出：3m³配合JK－2.5/20型提升机时在0～180m段的平均提升能力所以两套提升机与3m³吊桶配合的实际提升能力为b.180～280m段吊桶提升能力3m³配合2JK－3.5/20型提升机时在180～280m段的平均提升能力3m³配合JK－2.5/20型提升机时在180～280m段的平均提升能力所以两套提升机与3m³吊桶配合的实际提升能力为B.基岩段提升能力计算（非冻结段）在提升过程中，由于受到副提JK－2.5/20型提升机提升能力的影响（提3m³吊桶的最大深度为350m），需要改换为2m³的吊桶。故在非冻结段提升施工中，将提升分为两部分，即280～320m段和320～371m段。280～320m段主、副提均选用3m³吊桶；320～371m段主提仍用3m³吊桶，副提改用2m³吊桶.3m³配合2JK－3.5/20型提升机时在280～320m段的平均提升能力;3m³配合JK－2.5/20型提升机时在280～320m段的平均提升能力;所以两套提升机与3m³吊桶配合的实际提升能力为3m³配合2JK－3.5/20型提升机时在320～371m段的平均提升能力;3m³配合JK－2.5/20型提升机时在320～371m段的平均提升能力;所以两套提升机与3m³吊桶配合的实际提升能力为(1).吊桶布置根据主井施工工艺，选用FJD-9伞钻钻眼，HZ-6中心回转抓岩机抓岩，布置两套单钩提升，吊桶容积主提3m³，副提2m³，根据验算在井深350m以内副提绞车能力可提3m³吊桶，为了充分发挥绞车能力，副提吊盘喇叭口、封盘口及通过口均按3m³86 河北工程大学毕业设计（论文）吊桶设计。主井提吊桶对称布置在距离井筒中心线的两侧，目的是简化天轮平台布置及受力情况，简化改绞工作量和改善吊盘的结构。由此可按提升终端荷载最大的凿井罐笼来本设计两套单钩的组合方式：3＋33＋2（分主提和辅提），根据井架及吊桶提升高度限制在井深350以内选3＋3方式，超过350m井深部分选择3+2方式。主提：3m³吊桶，自重1049kg。A.附属装置选择：具体型号查《建井工程手册》。钩头根据吊桶容积选择：选II型钩头；3m³吊桶：选9t钩头，自重190kg。滑架根据吊桶容积选择，滑架跨距1.85m，自重173kg。缓冲器按“提升用”选，自重16.45kg。附属装置总重：B.钢丝绳选择类型：6×7，6×19，6×37C.终端荷载计算主井在副井井筒到底与副井贯通，然后进行临时改绞，改绞后提升临时罐笼，钢管下送混凝土，故按提升吊桶和凿井罐笼计算。吊桶提升时：m=桶重+货物重m+附属装置重m货物重：桶里的矸石和水重（3·5）式中：—吊桶重量；kg；—钩头联接装置重量，kg；—滑架重量，kg；—缓冲器重量，kg。凿井罐笼提升时：（3·6）式中：—罐笼重量，kg；86 河北工程大学毕业设计（论文）—矿车重量，kg。1.选择钢丝绳直径。在吊桶提升阶段，可按其终端荷载另选钢丝绳，待转入车场巷道施工后，再更换罐笼提升钢丝绳。吊桶提升时钢丝绳选择：普通捻钢丝绳负载时后绕轴线旋转，为了消除这种现象，本设计选用多层股（不旋转）钢丝绳。钢丝绳选用637多层股钢丝绳，钢丝绳每m质量为式中：—钢丝绳公称抗拉强度，取1666MPa；—钢丝绳的安全系数，取7.5。D.选择钢丝绳直径步骤：查6×37钢丝绳型号表由于Ps=2.643故取：由此得：ds＝28mm、δ＝1.3mm、Q=490490N。E.验算安全系数提升物料时：提升人时：按一桶装13人、每人重70kg计算满足《煤矿安全规程》的规定，所选定的提升钢丝绳可标记为：钢丝绳6×37-28-1666-特-光-交右GB1102-74。F.提升机的验算：本设计选用2JK-3.5/20主提和JK-2.5/20副提作为凿井提升机。按副提进行验算：其最大静张力Fj=90000>(Q+Qz+PH)g=63832.634最大静张力差Fc=90000>（Q+PH）g=49833.824提升机钢丝绳满足提升所需，符合要求。改为临时罐笼时只用2JK-3.5/20主提升机进行提升用，选6×19型钢丝绳，比较柔软，易于盘绳。取σB=1666MP,ma=7.5得86 河北工程大学毕业设计（论文）故选P=5.717kg/m,6×19-40型钢丝绳,d=40mm,Q=1004500N。经验算满足《煤矿安全规程》的规定，所选定的提升钢丝绳可标记为：钢丝绳6×19-40-1666-特-光-交左GB1102-74；钢丝绳6×19-40-1666-特-光-交右GB1102-74。改绞时提升机的验算：其最大静张力Fj=170000>(Q+Qz+PH)g=120551.76最大静张力差Fc=115000>（Q+PH）g=60419.058提升机钢丝绳满足提升所需，符合要求。2.地面提绞布置本设计主提升机中心线与井筒中心线重合布置，以利于井筒转入平巷开拓时改建建井专用罐笼。选用IV型钢管井架，副提升中心线和凿井绞车中心线均与天轮中心线重合布置，以缩小钢丝绳的绳偏角，减小钢丝绳与天轮绳槽相互间的摩擦。凿井绞车与井筒中心的最短距离是按大型自卸汽车排矸方式确定的。采用两侧设备紧凑布置，基本保持井架两侧受力均匀。同侧绞车集中布置，建立一个绞车棚，以便管理和文明生产。A.稳绳计算钢丝绳最大悬垂高度H＝井深+天轮平台高度+基础至天轮高度。每100m的张力不小于10KN/t,取10KN/t，所以有取σ＝1666、m＝5，所以每m钢丝绳重量为选6×7型钢丝绳，查表得：ds＝20.5mm、δ＝2.2mm、PSB=1.524kg/m、Qd=219520N满足《煤矿安全规程》的规定，所选定的提升钢丝绳可标记为：钢丝绳6×7-20.5-1666-I-光-同左GB1102-74钢丝绳6×7-20.5-1666-I-光-同右GB1102-74B.天轮的选择a.提升天轮凿井期间：DT≥60ds=60×32.5＝1950mmDT≥900δ＝900×1.5＝1350mm取较大者，查天轮型号表选DTB＝2.5m86 河北工程大学毕业设计（论文）改绞期间：DT≥60ds=60×40＝2400mmDT≥900δ＝900×2.6＝2340mm取较大者，查天轮型号表选DTB＝2.5m考虑到凿井和改绞期间过渡，本设计选用2.5m提升天轮，减少更换天轮的工作量，也减少经济支出。b.稳绳天轮（有单槽、双槽之分）DT≥20ds＝20×20.5mm＝410mmDT≥300δ＝300×2.2＝660mm按较大者，选取标准直径的天轮：Φ1000mm单槽轻型悬吊天轮。3.抓岩机悬吊钢丝绳及稳车的选择A.钢丝绳选择每台抓岩机重8077kg，抓岩机抓岩效率为78%，一次抓岩重量为：即终端载荷为8077+534.86=8611.86kg，故钢丝绳每m重量为式中：—钢丝绳公称抗拉强度，取1666MPa；—钢丝绳的安全系数，取6。据此值选用交互捻钢丝绳619其技术特征为p=3.383kg/m、d=31.0mm、δ＝2.0mm、Qd=596330N。B.验算安全系数满足煤矿安全规程的要求，故钢丝绳可标记为619-31-1666-Ⅰ-光-交右。C.天轮的选择取较大者，查天轮型号表选DT=1000mm,单槽轻型天轮。D.稳车的选择已知Q0＝8611.86kg，故稳车的静张力为：查表选择单滚筒提升机JZ-10/600型，＝100kN＞99.105Kn，满足要求。86 河北工程大学毕业设计（论文）其他凿岩绞车均按悬吊物的总荷重计算后选择的，静张力均满足要求，分别选用JZ、JZ2和2JZ型，钢丝绳选用18×7不旋转和6×19、6×7普通绳，要求左右捻向组合使用。提升机及凿岩绞车布置均按有关规程规定，没有规定的按常规考虑。井架基础面以及提升机、凿岩绞车的滚筒中心标高均以封口盘标高为基准。4.天轮平台布置（1）天轮平台布置的原则本设计范围内的梁一律称为副梁，井架天轮平台的梁称为主梁。根据型井架天轮平台尺寸、井筒平面布置图、提绞地面布置图、井架与井筒的相对位置以及天轮、悬吊天轮等设备的技术特征，确定各天轮位置。根据悬吊设备的重量和钢丝绳直径确定各天轮、悬吊天轮的规格。选型均符合《煤矿安全规程》的规定，凿井井架主要尺寸见表1.表1.凿井井架主要尺寸井架型号主体架角柱跨距（m）天轮平台尺寸（m）由基础至天轮平台上面的高度（m）由基础至第一层平台的高度（m）基础尺寸（m）地面长度地面宽度高度埋置深度IV钢管16×167.25×7.2526.372104.63.63.02.7（2）天轮副梁的选择和验算吊桶满载时的质量5286kg，钢丝绳质量为1228kg，天轮自重2385kg，故每个提升天轮施加给天轮梁的压力为（5286kg+1228kg+2385kg）×10N/kg＝88990N,取动载荷系数为1.5故每个提升天轮施加给天轮梁的压力G=88990×1.5＝133485N。将天轮梁简化如下：86 河北工程大学毕业设计（论文）由图3.10可得平衡方程：化简得本题是一个超静定问题，故需用力法再列一个方程。图示的基本体系承受载荷2G和未知力共同作用。根据叠加原理，。作基本结构在载荷作用下的弯距图M和在单位力F=1作用下的弯距图M，应用图乘法，得：代入力法方程，得：由此可得：故：＝（1.8275×133485－84096）÷2＝79924N内力分析：天轮梁在受力点G点处弯距最大，Mmax=×0.625=52560N·m;同时在与G作用点之间剪力最大，Fs,max==102950N。按弯曲正应力强度条件选择截面查表，28b号工字钢的Wz=534cm³,满足强度条件要求。校核天轮梁的剪切强度28b号工字钢截面的Iz/Sz=24.2cm，腹板厚度d为10.5mm，得梁的最大弯曲切应力为28b号工字钢满足剪切强度要求。刚度验算86 河北工程大学毕业设计（论文）相对挠度不满足条件，故选下一型号工字钢进行刚度验算，直到满足挠度条件，故提升梁选32a号工字钢。规格如下:表2.32a工字钢型号型号高度腿宽度32a320mm130mm其他梁取28b即可，规格如下:表328b工字钢型号型号高度腿宽度28b280mm124mm（3）天轮布置注意事项根据井筒平面布置的需要和尽量减少导向轮的原则，将井架中梁中心线朝主提升一侧移350mm。天轮副梁均与井架中心线平行布置，便于制作安装。天轮平台副梁、梁垫和连接件，在确保需要和结构合理的前提下，品种力求统一，选用常用材料。凿井工作盘（1）封口盘⑴封口盘采用框架式钢木结构，盘面设计为圆形，以减少钢材和木料。封口盘上设有轨距600mm的轨道，可供吊桶下料和设备器材的运输。盘上设有人孔盖门，人员可由此通过梯子下到固定盘。⑵封口盘强度结构按最不利条件设计，即3m³吊桶在封口盘上，乘以动力系数取1.5。要求使用时任意点的集中载荷不得大于5.33kN/m²，井盖上总荷重不得大于104.5kN。（2）固定盘固定盘采用钢木混合结构，它的构造和设计要求，与封口盘大致相同。其不同特点是吊桶通过孔口不设盖门，而设置喇叭口。（3）吊盘⑴本设计采用双层吊盘，上层盘为稳绳盘，下层盘为作业盘。考虑到井内永久装备时可作罐道梁安装用，两盘面间距为5m。中心回转抓岩机设置在下层盘。86 河北工程大学毕业设计（论文）⑵吊盘设计全部采用钢结构。结构强度的计算按抓岩机出矸时所出现的集中载荷（并考虑载荷系数1.5倍）与吊盘所受的均布载荷（考虑吊盘自重、工作人员、工具等重量，计2.842kpa即290kgf/m²）组合计算。各梁强度全部合格。⑶因本设计的压风管、供水管、风筒是采用井内吊挂方式，为此，在压风管、供水管、风筒处，吊盘留有缺口并设置保护装置。（4）稳绳盘稳绳盘用稳绳悬吊在井筒内，位于吊盘下，用来拉紧稳绳和保护井下安全施工。稳绳盘的构造和设计要求，与吊盘基本相同，可以参照吊盘设计。3.3.5通风(1)通风方式凿井期间通风常有抽出式和压入式两种。在井筒施工期间，采用压入式通风方式。掘进工作面实际需风量：A.按工作面最多同时作业人数计算N—工作面最多同时作业人数，取25。B.按炸药量计算式中：—第i个掘进工作面一次爆破的最大炸药用量，kgt—爆破后通风时间，取20min。C.按风速验算：式中：V—风速，最低风速，岩巷掘进为0.15m/s，煤巷或半煤岩巷为0.25m/s，最高风速为4m/s；—第i个掘进巷道的面积，取58.08m。由于按人数和炸药量计算的风量不满足最小风速验算，所以按照工作面最小风速取井筒施工期间最小需风量为522.72m/min，采用一趟ø700mm胶质风筒压入式，风筒的井内吊挂方式采用锚杆悬挂固定，百m风阻值为所以有：根据及风压，风机选用FBD№7.1/230KW对旋式轴流通风机。技术参数：86 河北工程大学毕业设计（论文）风量：390～650m³/min；风压：1200～6650pa；效率：大于85%。3.3.6排水设计布置两台DG46-50×12型卧泵，其性能范围为：流量Q=6.3~450m³/h扬程H=75~600m，转数为2900n/min，电机最大功率为132KW，设计功率为54KW，一台运转，一台备用，涌水量超过一台卧泵能力时应采取封水措施。采用潜水泵加卧泵的排水方式，先用潜水泵将井筒内涌水排至放置在吊盘的水箱内，排水管采用ø108×5.5mm无缝钢管，设计排水能力为46m³/h。井筒施工阶段选配无缝钢管进行排水。选择吸、排水管道内径：（3·7）取Q=46.1m³/h，Vc=2.0m/s计算选配，d=0.09026m管壁厚度（3·8）式中：—管材许用应力，对于无缝钢管为800kg.N/cm²；—管内液体压力，，、是吸排水高度；—管壁附加厚度，无缝钢管取0.15厘m。故排水管稳车选用2JZ-16/800凿井绞车悬吊。悬吊天轮用Ø1.0m双槽重型悬吊天轮。3.3.7压风采用一趟ø159×4.5mm及一趟ø56×2.5mm无缝钢管，钢管间用快速接头连接,压风管和供水管井内吊挂方式选用井壁固定吊挂方式。在吊盘上设有一长5.4m的ø159×4.5mm的钢管，上端用ø6in钢丝软管和ø1in软管与固定管路连接，下端与压风管软管、供水管一起用装在吊盘上盘层的JFH0.5/48型风动绞车悬吊，以便放炮时起落方便。A.压风设备及其附属设备的选择：a.井筒建设时期总耗风量计算：86 河北工程大学毕业设计（论文）式中：—管网漏风系数，取1.1；—风动机械磨损使耗风量增加系数，一般为1.1～1.15，取1.12；—高原修正系数，海拔每提高100m系数增加1%，可取1.09；n—同型号风动机具使用数量，抓岩机2台，凿岩机9台，风动绞车1台；k—同型号风动机具同时使用系数，凿岩机同时使用系数，取1.0；q—风动工具耗风量，抓岩机使用风量25m/min，凿岩机使用风量为7.5m/min。根据总耗风量选择空气压缩机类型为两台7L-100/8工作，另设两台备用。其外形尺寸295018502890,重12000kg。b.压风管路内径：式中：—平均压力状态下的空气流量式中：—管道计算压风流量，即常温下（15C）和一个大气压（760mm水银柱）下的流量，m/min；—吸气大气压，一般取1kg.N/cm；—管道中空气的平均压力，一般为5～9个绝对大气压，可取平均压力为7个绝对大气压；—管道内压缩空气流速，一般为5～10m/s，可取流速为7m/s。3.4掘进、砌壁、月成井进度，井筒掘砌工期一个循环掘进3.6m,金属整体模板段高3.5m,一天完成1个循环，一个月工作28天，掘进月平均速度100.8m,砌壁平均速度为98m,月成井速度为98m,故井筒掘砌工期为3.8个月。主井井筒提升及悬吊设施一览表序号内容规格提绞设备天轮钢丝绳型号数量型号数量型号直径1主提吊桶3M³2JK-3.5/201Ø2.5m提升天轮16×37-282副提吊桶3M³/2M³JK-2.5/201Ø2.5m提升天轮16×37-283吊盘双层加抓岩机JZ-16/8002Ø1.0m单重悬吊天轮26×19-344稳绳JZ-10/6004Ø1.0m单轻悬吊天轮46×7-20.586 河北工程大学毕业设计（论文）5排水管ø108无缝钢管2JZ-16/8002Ø1.0m双重悬吊天轮16×19-316模板JZ-10/6004Ø1.0m单轻悬吊天轮46×19-287安全梯500mm×570mmJZA-5/10001Ø0.6m单槽悬吊天轮16×19-18.58混凝土管ø159mm×4.5mm2JZ-16/8002Ø1.0m双重悬吊天轮26×19-319放炮电缆YV-2×16JZ-5/4001Ø0.6m单槽悬吊天轮118×7-1710抓岩机HZ-6JZ-10/6002Ø1.0m单轻悬吊天轮26×19-31表3-17轻型设备机械化作业线及其配套设备表序号设备名称型号规格单位数量备注1提升井架IV座1绞车2JK-3.5/20台1800KW绞车JK-2.5/20台1570KW吊桶3m³/2m³个4/2超过350m部分副提用2m³吊桶2稳车JZ2-16/800台2吊盘2台JZ-5/400台1放炮电缆JZ2-10/600台10稳绳4台，抓岩机2台，模板4台JZA-5/1000台1安全梯2JZ2-16/800台1冻结段悬吊压风管2JZ2-16/800台2混凝土输送管2JZ2-16/800台1排水管3伞钻FJD-9A配YGZ-70部14抓岩机HZ-6型台25装载机ZL-50台13-17序号设备名称型号规格单位数量备注6汽车15T辆4自卸式7扇风机FBD№7.1台22×30kw（其中一台备用）8卧泵DG46-5012台2其中一台备用9吊盘Φ7.2m副1双层吊盘（层间距5m）10压风机7L-100/8型台4两台备用86 河北工程大学毕业设计（论文）11外壁模板Φ8.5m金属整体模板套1模板高度为1.4m12套壁模板Φ7.5m金属液压滑模套1段高为3.5/4.0m13基岩模板Φ7.5m金属整体模板套1段高为3.5/4.0m3.5井筒安装3.5.1井筒安装作业方式井筒安装分一次安装和分次安装，分次安装作业方式是先在吊盘上，从井口向下安装全部罐道梁、梯子和管路电缆卡子等。再由下向上在吊架上安装罐道。最后由井底向上安装管路。这种作业方式的优点是：每次安装内容单一，工作组织简单，能适应各种罐道梁层格布置形式。缺点是：安装分三次进行，每次都需改装安装设施，工序重复，施工时间长。井筒装备的一次安装是在吊盘上自下向上，将全部井筒装备一次安装完毕。与分次安装相比，一次安装简化了工序，安装速度大大提高，从而缩短了建井工期。但这种安装方式施工组织复杂，所需设备较多。结合雅店的实际情况，主、副井及风井均采用一次安装方式，可加快施工速度，缩短建井工期，尽快投产。3.5.2主要设备和设施主井所需安装的设备较多，故采用二层盘。3.5.3井筒安装工期主井安装工期为4个月，副井为3个月，风井为1个月。86 河北工程大学毕业设计（论文）4井筒过渡期与井底车场施工组织4.1井底过渡期施工组织当井筒掘进到底后，为了及时转入井底车场及主要巷道的施工，必须对井筒上下掘进井筒所用的设备和施工组织加以改组，以适应巷道施工的需要。为此，往往需要占用一段时间，这段由井筒施工转入井底车场平巷施工的时期称为井巷过渡期。其主要内容有：主副井短路贯通；进行服务于井底车场用的提升、通风、排水和压风设备的改装；井下运输、供水及供电系统的建立；劳动组织的交换等。4.1.1井筒毗连硐室施工(1).马头门施工两翼马头门开口和井筒同时施工，当井筒施工至马头门位置时，做好上部井筒的永久支护工作，在下掘井筒的同时，平行把两翼连接处的掘进断面范围内的炮眼打好，采用下行分层交叉作业施工方法，井筒工作面超前马头门工作面一个分层，将两翼马头门的拱基线以上部分各掘够3m，并做好锚网喷临时支护，再掘进马头门的墙体部分直至马头门的底板，及时做好墙部的锚网喷临时支护，然后完成井筒钢筋段掘砌施工，将工作面操平，扎钢筋、组装装配式金属模板，与两翼马头门模板接茬后整体浇灌混凝土。两翼马头门内的工作与井筒下放模板、浇灌混凝土平行作业，可以保证浇灌的连续性。马头门其余部分和井筒分别施工，先进行马头门施工，采用分侧正台阶法开挖。两翼平行交叉作业，及时做好锚网喷支护，坚持做到“一掘一锚网喷”，待两翼施工完毕后，再进行砌筑一次成巷工作。地面做好搅拌工作，将搅拌好的混凝土通过输送管下放到吊盘上，经分灰器分到马头门内的HPT30型砼输送泵内，然后由泵送至模具内。如下图4-1：86 河北工程大学毕业设计（论文）图4-1马头门施工图在设计马头门时，需要考虑中央回风井井底车场的出车方向。井筒罐笼的出车方向应与井底车场出车方向一致。2箕斗装载硐室箕斗装载硐室是直接与主井井筒相连的主要硐室。它的施工必须考虑与井筒施工的关系以及对凿井设备的利用。箕斗装载硐室处于粉砂岩、细砂岩中，各岩层比较稳定。根据箕斗装载硐室与井筒施工顺序的不同，一般有以下两种施工方案：方案1装载硐室与井筒顺序施工。井筒施工时，在和硐室相连部分预留硐口，并做临时支护。井筒到底后，再掘砌硐室。这种方案的主要优点是硐室施工不占用建井工期。但主井凿井设备都已全部拆除，需重新安装一套临时施工设施，又是高空作业，而且爆破时会影响井筒及其周围环境，对安全工作要求较高。因此装载硐室的施工比较复杂。方案2装载硐室与井筒同时施工。这种方案的优点是能充分利用凿井设备，一次成井，工作简单，效率较高。不足之处是要求硐室围岩稳定，允许大面积暴露，而且组织管理较为复杂，硐室施工占用井筒施工工期。根据本矿井的实际情况，其周围围岩相对比较稳定，而且为了避免日后顺序施工时，对箕斗硐室的爆破影响井筒和其周围环境，为了尽可能大的保证施工安全，故确定采用方案2，即箕斗装载硐室和井筒同时施工。3施工方法如下：86 河北工程大学毕业设计（论文）（1）装载硐室设计为单侧型，支护形式为砼支护，所处岩性为粉砂岩、细砂岩。主井井筒施工到装载硐室位置时停止井筒掘砌，接着施工装载硐室，施工工期1.3月。装载系统全部抬高方式，这样设置同时减少了井筒深度，加快了建井工期，便于清理撒煤。（2）装载硐室以下－800m至－818m段井筒深度18米，装载硐室掘进体积913m3，施工采用下行分层阶梯式掘砌施工，分层高度1.6m-2.0m，每个分层一次掘进，搞好临时支护后再施工下一个分层。施工顺序见图3.2。图4.2箕斗装载硐室施工顺序图施工工期：箕斗装载硐室工期为1.3个月3煤仓施工煤仓的施工方案：根据煤仓的形式可分为反井法施工和导硐法施工。反井法施工：根据反井钻机钻凿反井的方式有两种：一种是把钻机安装在反井上部水平，由上而下先钻进一个导向孔至反井下部水平，再由下而上扩大至反井的全断面，即上行扩孔法;另一种方式时把钻机安装在待掘反井的下部水平，先由下向上钻一导向孔。然后自上而下扩大导向孔，即下行施工法。下行扩孔法的岩屑沿钻杆周围下落，因此要求钻凿直径较大的导向孔，否则岩屑下落时在扩孔器边刀处重复研磨，不仅加剧了刀具的磨损，也影响了扩孔的速度；向上钻导向孔的开孔比较困难，人员又在钻孔下面，工作条件较差。导硐施工：可分为上向导硐法施工和下向导硐法施工，上向施导硐法通常是从煤仓的下口，倾斜向上先掘一个导硐与上面硐室贯通后在由上向下按设计规格将煤仓刷大至下口，随刷大随采用锚喷作临时支护，然后从下向上立模、扎钢筋、浇筑砼，完成煤仓的永久支护，最后从下向上铺设耐磨层；反之为下向施工法。上向导硐施工其缺点是：由于煤仓倾角较大，向上导硐时施工难度大，安全性差，需要较好的临时支护；下向导硐施工其缺点是：向下导硐施工时排矸困难，施工速度慢。86 河北工程大学毕业设计（论文）雅店矿井井底设计1个立式煤仓，净径8.0m，煤仓容量约1000t。永久支护采用砼支护，为保证施工安全、方便，在煤仓上下口先行组织施工，形成通道。设计采用反井钻机施工煤仓断面内竖向导硐，而后自上而下采用钻爆法一次刷大至设计断面，第一层支护采用锚喷，然后自下而上施工永久支护。经过方案的对比选用上行扩孔法施工；采用LM-120反井钻机,施工前在反井的上口位置，按设计尺寸要求用混凝土浇注反井钻机基础，防止因钻机下沉产生偏斜，要有一个专用水箱作为钻机的冷却用水，钻机安装完毕并经过调试以后，即可进行钻进，由于是斜煤仓，钻进时要经常纠偏，以防发生偏斜，导孔钻透后，在下部巷道将导孔钻头和与之相接的钻杆一同卸下，再接上直径1.2m的扩孔钻头。用钻机扩完直径1.2m的反井全深后，即可按设计煤仓规格进行钻眼爆破刷大，刷大后进行永久砌筑，煤仓仓壁用厚700mm的圆筒形钢筋混凝土结构。煤仓下口为倒锥形的给煤漏斗，内表面铺砌厚度100mm的钢屑混凝土耐磨层。工期为2个月。4水泵房和中央变电所的施工水泵房和中央变电所位于副井底北侧的联合硐室，标高为-780m，岩石的硬度系数为4-6较稳定的中砂岩砂质泥岩层中，硐室断面为半圆拱型。两硐室相连通，中间有防火、防爆风门隔开。变电所另一端与副井东码头门相连，水泵房与井底车场和副井底相连；水泵房长度为89.7m掘进体积为1814m3.，变电所长度81.2m为掘进体积为1104m3.。采用放炮掘进耙斗机出跟矿车矸，混凝土砌碹支护，按变电所和水泵房同时施工，作业方式为多工序平行交叉作业施工。工期为3个月。5清理撒煤硐室该硐室位于井底车场水平，是主副井短路贯通线上的工程，为尽早实现短路贯通，采用一次成硐，锚喷加混凝土支护。施工中要做好施工组织工作，加快施工速度。6其他硐室管子道，在副井掘砌时向管子道掘进5m作预留段，其余部分等到施工中央变电所和主排水泵房时再施工。4.1.2主副井及中央风井短路及长路贯通主副井施工到井底车场水平后，应首先进行短路贯通。以便为提升、通风、排水等设施的迅速改装创造条件。选择临时贯通巷道时，应考虑的原则是：主副井之间的贯通距离最短，弯曲最少，便于车场施工初期两井之间的运输、调车；巷道位置要考虑主井临时改绞时的提升方位和二期工程重车主要出车方向；应充分利用矿井设计中原有的辅助硐室和巷道；与永久巷道或硐室之间应留有足够的安全岩柱。根据建井经验及本矿井的实际条件，主、副井采用一条临时巷道贯通，贯通点选择在主副井临时贯通巷道上；主副井到底后，应迅速组织队伍施工贯通线路上的工程，以尽早实现短路贯通。本矿井由于主、副井与风井相距较远，因此，将主井与风井的贯通点选择在-780m水平轨道运输大巷与-780m回风大巷的交叉点处。86 河北工程大学毕业设计（论文）4.1.3主副井改绞方案由主井掘进到底及开拓巷道时，提升矸石量增多，运送材料、设备及人员上下增多，需要提升的能力一般约为井筒掘进时期的3-4倍。另外，转入平巷施工时，需用矿车运输，要与吊桶提升相结合，困难很多。因此，一般情况下，必须先有一个井筒改装临时罐笼，以加大提升能力。改装的主要原则是：保证过渡期短；使井底车场及主要巷道能顺利地开工；使主副井井筒永久装备的安装和提升设施的改装相互衔接；改装后的提升设备应能保证井底车场及巷道开拓时期的全部提升任务。改绞考虑以下两种方案：1方案1主井—副井—主井的改装顺序。主副井短路贯通后，主井改装为临时罐笼。临时改绞时，主井暂用V形矿车通过溜槽向副井吊桶内翻矸。一旦主井临时罐笼能正常运行，可以担负井下施工的提升任务后，副井即停下来进行永久提升设施安装。等副井安装完毕能担负井下施工任务时，主井再拆去临时罐笼进行永久设备安装。该方案的优点是：随着主副井提升的交替转换，提升能力在不断增强。缺点是改绞工程量大。2方案2副井—主井的改装顺序。主副井短路贯通后，先把副井停下来进行永久提升设备安装。在副井安装的这段时间内，井底车场施工的提升任务暂由主井的吊桶来维持，待副井安装完毕，运转正常后再进行主井永久提升设施的安装。该方案的优点是：一次改绞，工程量小，费用少。但最大的不足之处是吊桶提升为车场服务的时间过长，副井永久装备期间提升工作较为紧张。考虑本矿井实际情况，为保证改绞期间的提升能力，决定采用方案1，即主井—副井—主井的改装顺序。本设计中，由于中央风井距离主副井相对较远，而且中央风井通向首采区的巷道不包含在井底车场工程量中，故中央风井与井底车场贯通前和到达首采区前拥有其独立的施工、通风、临时改绞等系统。（风井改绞与主井相同）4.1.4主井临时改绞方法及提升能力验算主井井筒到底、装载硐室完成，利用凿井2JK-3.5/20型绞车挂上单层1t单车罐笼2台作临时提升。钢丝绳罐道，采用井下紧绳平台固定，井上采用SLT型罐道钢丝绳拉紧调绳装置。1提升方案：2JK-3.5/20型绞车提升，单层1t单车罐笼，1t矿车。轨距600mm.2井上下口设计：86 河北工程大学毕业设计（论文）井上下口均安装矿用工字钢稳罐装置，为防止蹲罐和保证井底矿车进出罐笼方便，井底设计使用KFT型缓冲摇台。为防止提升容器过卷，在井架上安装GHT型过卷缓冲托罐装置，井下水窝安装NB型防蹲罐装置，防撞平台，罐道钢丝绳终端固定平台。3井筒布置：罐道绳18×7八根；供水管ø50×4mm一路；排水管ø108×5mm一路；压风管ø159×6mm一路；通讯电缆1根；信号电缆1根；动力电缆1根。用以满足二期工程施工的需要。其中管路部分沿井壁固定。电缆部分在井筒南面，采用电缆支架固定，层间距6m.4主井提升能力计算(1)绞车技术参数：卷筒：D3500×1700×2最大静张力（KN）：170最大静张力差（KN）：115最大绳径（mm）：D43钢丝绳总破断力（KN）：1185最大提升高度（m）：843钢丝绳速度（m/s）：6.6电动机：YR800720RPM6000V传动比：20；井筒直径：D5m；提升高度：818.5m(2)提升能力计算①提升参数：加速度时间：t1=v/a=6.6/0.6=11(s)加速距离：S1=v/2t1=6.6/2×11=36.3(m)减速距离：S3=(vm2－v42)/2a3=(6.62－0.42)/2×0.6=36.2(m)减速时间：t3=（vm－v4）/a3=(6.6－0.4)/0.6=10.3(s)爬行距离：S4=2.5(m)爬行时间：t4=S4/v4=2.5/0.4=6.25（s）等速距离：S2=H0－（S1+S3+S4）=818.5－（36.3+36.2+2.5）=743.5m等速时间：t2=S2/v=743.5/6.6=112.7(s)运行间隔时间：tθ=30(s)每钩所需时间：t=t1+t2+t3+t4+tθ=11+112.7+10.3+6.25+30=171（s）②提升能力：Ar=3600×Z×0.9×Vch/1.20×T=3600×1×0.9×1.1/1.2×171=17.5(m3/h)86 河北工程大学毕业设计（论文）井筒罐道及管线敷设装备（部分）、井下进出车系统安装、挂罐及井口地面进出车系统安装工期1个月。4.1.5改绞内容及工期临时改绞内容：拆除井内部分管路及所有凿井设备，拆除吊盘、抓岩机、吊桶、伞钻、砌壁模板、放炮电缆、固定盘口及封口盘等；保留压风管、电缆、供排水管等；需安装井口的摇台、罐道架等；井底的托罐梁、双层双车罐笼及钢丝绳罐道等；需移位的有天轮，此外，需增设玻璃钢风筒一趟，并进行梯子间的永久安装。主井临时改绞工期为1个月，副井永久改绞工期为5个月，主井永久改绞工期为5个月。主井临时改绞平面布置图4.3。图4.3主井临时改绞平面布置图4.2井底车场巷道及硐室的施工顺序4.2.1车场硐室及巷道的施工原则在组织井底车场硐室和巷道的施工时，应遵循以下原则：1井筒到底后，首先应进行主副井短路贯通；2关键线路上的工程应保证快速不间断施工且安排高等级队伍；3优先安排井底车场绕道的贯通，解决车场施工的运输及调车困难；4各机械设备硐室开凿顺序应根据使用先后和安装工程的需要来安排；5施工时尽量不要反复调动一个施工队；6非关键线路上某些工程如炸药库等作为平衡工程稍后开工。86 河北工程大学毕业设计（论文）4.2.2井底车场巷道及硐室的施工安排1与井筒毗连的硐室井底车场与井筒毗连硐室主要有主井系统的箕斗装载硐室和煤仓，副井系统的马头门、管子道及中央变电所、主排水泵房等。箕斗装载硐室和马头门分别与主副井井筒同时施工。煤仓工程比较复杂，设备安装需要的时间比较长，应尽早施工。煤仓位于铝质泥岩、砂质泥岩、粉砂岩及中立砂岩中，煤仓形式为圆形立仓，净直径为8.0m，每个煤仓容量1000t，采用反井法施工。为早日利用永久排水设备，应尽量先施工井下变电所、水泵房和水仓。2井底车场主要巷道井底车场主要巷道包括主井清理撒煤巷道、主副井空重车线、绕道以及北翼乘人车场、消防材料库等。主副井短路贯通以后，在保证通风、排水要求和连锁工程不间断施工的同时，尽可能组织多头掘进，加快施工速度，节省建井投资。另外，要尽早施工中央变电所、水泵房、水仓巷道，为提前使用永久排水系统创造条件。3辅助硐室的施工安排井底车场辅助硐室包括等候室、保健站、工具保管室、医疗室、调度室以及机车修理间、水闸门硐室、爆破材料库等。其施工先后对建井工作影响不大，施工时间上应考虑工作队伍的平衡，同时考虑满足提升能力及通风。4.3过渡期及车场施工阶段的辅助生产系统4.3.1运输1短路贯通前在距井口7m以内，利用人工出矸，用铁锨装矸石入吊桶；当距离大于7m时，铺设临时轨道，用前卸式矿车运输。2.主井临时改绞，副井吊桶提升期这一时期是指主副井贯通后，主井正进行临时改绞，采用V形矿车运输。矸石用V形车翻装到吊桶内。3副井永久改绞、主井临时罐笼提升期这一时期副井正进行永久改装，主井使用临时罐笼提升，采用1tU形矿车运输。副井永久改装完毕后，使用副井永久罐笼提升，主井进行永久改绞。4.3.2提升1.主井临时改绞前86 河北工程大学毕业设计（论文）主副井到底后，应迅速组织队伍向贯通点掘进，尽早实现短路贯通。这段时间内，主副井仍采用两套单钩、吊桶提升。其中主井主副提升均采用2m3吊桶。副井主提为3m3吊桶，副提2m3为吊桶。2.主井临时改绞后，副井永久改绞时主井采用单层双车罐笼提升，此时副井正进行永久改绞，井下各掘进头的矸石提升任务均由主井承担。4.3.3压气主井临时改绞时将压风管移向井壁，在主井底延长压风管供车场施工。井底车场施工时，所需风量大于两个井筒施工时的用量，车场施工用风由地面临时压风机房供应。采用L5.5—40/8型空压机，配TDK299/30—10型同步电机，10kV，250kW。压风管自主井引入，设置两路（1路备用），车场各巷道施工用风均引自该干管。4.3.4通风1主副井贯通前主副井到底后，迅速组织施工队伍施工贯通线路上的巷道。此时，利用凿井期间的通风系统通风。延长主副井的玻璃钢风筒至掘进工作面前，并在主副井底设置扇风机加大通风力度。在各工作面，各配备一台BKJ66—11No.45型局扇，与地面凿井期的抽出式风机形成“短压长抽”的混合式通风系统。2主副井贯通后主副井短路贯通以后，即开始井底车场和两翼巷道的施工。井下各独头巷道的掘进通风通过安装在距交岔点一定距离的进风巷道的局部通风机进行通风。采用副井进风，乏风汇集后由主井排出。4.3.5排水在主副井未贯通时，利用凿井期间排水系统排水。为满足副井永久改绞时井下排水的需求，临时排水系统要加快施工。在主副井贯通以后，主井进行临时改绞，拆除排水吊泵。这一阶段利用设置在井底车场的临时排水系统排水。临时排水除利用副井井底水窝外，另在主井绕道掘一条临时水仓巷道，以满足主副井临时排水的需要。在副井永久改装完成之前，永久排水系统已经形成。井下中央水泵房和管子道已经完工，可以利用永久水仓、水泵房和副井井筒中的永久排水管路进行排水。主副井井底的水，利用卧泵排至巷道水沟中，再流入永久水仓，最后由主排水泵房排出。86 河北工程大学毕业设计（论文）4.4井底车场工施工横道图井底车场施工横道图见下图3.4。3.4井底车场施工横道图86 河北工程大学毕业设计（论文）5采区巷道施工采区巷道工程包括：轨道顺槽，胶带机顺槽，开切眼，采区变电所，采区水仓，溜煤眼等。这些巷道几乎都是煤巷。它们的服务年限一般比较短。轨道、胶带机顺槽的突出特点是掘进距离长，对巷道定向和安全工作提出了更高的要求。因此，在煤巷掘进工作中，必须做好通风、防火、防沼气、防煤尘及测量工作。5.1采区工程施工顺序及主采巷道的施工方案5.1.1采区工程施工考虑因素1应提前施工主副井与风井贯通的采区上山工程，连锁工程的采区上山应先安排施工，工程量大的一般上山要提前施工。2一般应先开轨道上山，以提前安装提升绞车，担负采区工程的施工任务。3凡工程量大，距井筒远，直接影响建井工期的采区工程应提前安排施工。4为了解决通风问题，高瓦斯矿井的采区开拓，一般应在主副井与风井贯通并形成负压通风系统后在开拓采取煤巷。5在建井期间为探明地质情况的采区工程应先行施工。采取煤巷，一般应先开上部轨道回风巷，沿煤层走向探清等高线以及上部水文地质条件，为掘进运输巷道探明地质情况。6有煤与瓦斯突出危险的矿井，一般应先开岩石巷道，然后开溜煤眼、联络眼，从岩石巷中解开煤层，排放瓦斯，然后进行煤巷施工。7涌水量大的上下山，最好采用上山掘进的方法。8由于煤层地压较大，施工过早，则维持量过大，所以新建矿井多在矿井试运转前安排施工排5.1.2采区上（下）山的施工顺序一般采区设有人行通风上山、轨道上山、胶带输送机上山。当采区地质条件不清时，应先开人行通风上山，以摸清煤层赋存情况，为轨道上山和胶带输送机上山的合理布置创造条件。当煤层赋存条件比较简单和清楚时，应先开轨道上山，以便安装提升机，担负采区开拓提升任务。一般情况下，胶带输送机上山对坡度要求严格，可安排在人行通风（轨道）上山之后开拓。但上山倾角较小时、且长度较大时，以采用下山施工为宜；当倾角为30°或30°86 河北工程大学毕业设计（论文）以上时，以采用上山施工为宜。但瓦斯含量大，有瓦斯和煤突出危险的矿井，一般不宜采用上山掘进，而在涌水量大的矿井，又不宜采用下山开拓，避免排水困难，增加排水费用。但只有两条上山的采区、且均布置在岩层中时，则用一前一后施工，超前者可兼做探巷，每个一定距离，做一横贯。当两条上山至一沿煤层布置时，以便加快掘进，提前到底，有利于安排采区煤仓的胶带机头硐室的施工。当有三条上山时，应先掘布置在顶板岩石中的轨道上山和行人上山，最后再掘煤层中的胶带输送机上山，以缩短维护期。有时，在行人上山中部开一个联络巷与之连接，向两头施工，多增掘进头；或者在轨道上山或行人上山开口与胶带机头硐室相通，以施工胶带机头硐室，再上而下施工采区煤仓。5.1.3采区巷道施工顺序采区的施工顺序一般有三种情况：1当风井与主、副井贯通前，风井已经施工，并形成完整系统时，可由风井提前提前开拓采区。一般安排两个掘进头，一个头通过轨道上山、中部车场、联络巷进入采区的上风巷，另一个头可从胶带输送机上山经联络巷进入运输顺槽、开切眼与上风巷贯通。2当主、副井与风井贯通后，形成了全矿井通风系统时，可利用副井永久提升同时开拓全部采区工程，以便减少提前开拓采区巷道的维护工程量。但是，如果丢采区地质情况不够或构造比较复杂时，需要进行探煤、探断层等工作，可能会影响建井总工期。3当风井到底并与主、副井贯通后，形成了矿井井底车场通风系统时，可由主、副井与风井同时施工采区。结合本采区实际情况，本采区设计适用于方法3，采区为达到早投产、早出煤，并尽快形成良好的通风、运输等施工条件的目的，故采用双巷同时掘进的方法施工。一个掘进队伍施工西翼轨道运输顺槽，另一个队伍同时施工东翼胶带输送机顺槽。为了防止采动的影响，将轨道运输顺槽先行开工，超前距离为30m。两条巷道施工完后，施工开切眼，形成首采区投产工作面。86 河北工程大学毕业设计（论文）表4.1采区巷道工程表序号任务名称工程量工期(月)开始日期结束日期队伍1轨道大巷至出渣联巷100m12013-10-12013-10-3012轨道大巷至第三联巷850.5m8.52013-10-12014-7-1513出渣联巷50m0.52013-10-12013-10-1574出渣联巷至煤仓上口胶带巷400m42013-11-162014-3-1575出渣联巷至第三联巷胶带巷800m82013-11-162014-7-1586煤仓下口通风行人联络巷145m1.52014-3-162014-4-3177胶带机机头硐室350m30.52014-5-12014-5-1578主井煤仓1376m322014-5-162014-7-15792102工作面轨道顺槽770m42014-7-162014-11-15110第三联巷50m0.52014-7-162014-7-318112102工作面胶带顺槽680m3.52014-8-12014-11-15812配煤皮带巷476m30.72014-7-162014-8-6713第一联巷+第二联巷100m12014-8-72014-9-6714轨道巷与胶带顺槽联络巷121m0.82014-9-72014-9-317152012工作面开切眼175m12014-11-162014-12-1515.1.4采区巷道的施工方案采区施工方案的选择，应以安全可靠，经济节约，采取工程不拖延建井总工期，尽量使用机械化施工为原则。施工方案如下：根据巷道断面大小及煤巷特性，采取以下几种配套形式：1岩巷：以全液压钻车、侧卸式装岩机为主的岩巷机拢化作业线。2煤巷：以S—l00、AM一65型部分断面掘进机为主的机械化作业线。3斜巷：以大扒斗、大箕斗、大矸石仓为主的掘进机械化作业线。4立仓立眼：以反井钻机钻进、扩孔．然后刷砌的机械化作业线。5.2施工技术措施5.2.1岩巷穿过松软破碎带的技术措施及机械化配套作业线当巷道穿过断层破碎带或岩石松软带，掘进后随时都有冒落危险的地段，采用超前锚杆支护是行之有效的方法。施工时掘进暴露出围岩后，先喷一层厚为30~50mm的混凝土层，及时封闭围岩防止风化。然后打超前锚杆，在超前锚杆的支护下进行巷道掘进，可以有效的控制顶板，安全通过断层破碎带或岩石风化带。86 河北工程大学毕业设计（论文）为了快速的实现岩巷的倔进，岩巷施工采用机械化施工。目前我国的主要的机械化配套作业线有：1凿岩台车、侧卸式装载机为主的机械化作业线。这条作业线主要用于巷道掘进宽度大于4m的大断面全岩巷道快速掘进。2气腿式凿岩机、靶斗装载机为主的机械化作业线，这条作业线配套设备为常规设备，结构简单，机械性能可靠，机电性能可靠，机电维修技术水平要求不高，初期投资少，能组织钻眼、装岩平行作业，提高了掘进工时利用率；靶斗装载机配备气动调车盘或胶带转载机，缩短了调车时间，提高装载机的生产效率，加快巷道的施工速度。3以钻装机为主的机械化作业线。这条作业线的特点，能够做到一机多用，使用设备少。4气腿式凿岩机、蟹爪式装载机、梭式矿车的机械化作业线，这条装运机械化作业线，爆破后，连续装载的蟹爪装载机将矸石直接装入梭式矿车，装满后由电机车拉出工作面卸载。5.2.2煤巷施工技术措施及机械化作业线煤巷掘进采用钻眼爆破法施工由不少缺点，如施工工序多、施工速度慢、劳动强度大、劳动效率低和围岩易受爆破震动破坏等。随着回采工作面采煤机械化和综合机械化水平的迅速提高，使回采速度大大提高，在这种情况下，采用机械掘进能够实现采掘平衡。煤巷施工中采用掘进机掘进，再加上与之相适用的运输设备等与其配套组成一个机械化作业线，是加快每行掘进速度和提高劳动生产率的必要条件。目前我国的煤巷掘进机械化作业线主要有：1煤巷掘进机—可伸缩双向胶带运输机机械化作业线2煤巷掘进机—刮板输送机机械化作业线3煤巷掘进机—梭式矿车（或仓式列车）机械化作业线5.2.3半煤岩巷施工技术由于煤层较软，所以掏槽眼多布置在煤层部分，采用斜眼掏槽。半煤岩巷掘进所选用的钻眼设备应尽量做到动力单一，但在煤与岩的硬度相差较为悬殊时，选用二种不同动力的钻机。半煤岩巷的施工组织有两种方式：一种是煤、岩分掘分运；另一种是煤、岩不分，全端面掘进。全端面掘进工作组织简单，能加快掘进速度，但出煤的灰分大，煤的损失也较多。只有煤层相对较小时，采用全断面掘进，加快掘进速度。其余采用分掘、分运。86 河北工程大学毕业设计（论文）根据本采区巷道的特点，利用煤巷掘进机配合机械化作业线施工，选用AM-50型掘进机，配可伸缩双向胶带输送机，掘出的煤经由桥式转载机，经矿车运至井底车场，由主井提至地面。其主要优点是，可把破煤、装煤、转载等工作一次完成，提高了煤巷的掘进速度，减少了施工工序，同时提高了劳动效率。与钻眼爆破法相比，该方案施工安全，优势明显。煤巷施工中采用混合式通风方式，长压短抽，以压入为主，抽出为辅。煤巷支护采用锚喷网支护技术，对于顶板破碎的煤巷区段，采用锚喷网加金属支架联合支护。首采区巷道布置图4.1。图4.1首采区巷道布置图5.3采区巷道施工的保安措施由于采区煤层富含瓦斯，顺槽施工时会有大量煤尘，所以应该加强煤巷施工时的安全管理工作。5.3.1预防瓦斯煤尘爆炸及煤层自燃的措施1设计合理的通风系统，避免形成循环风，综掘工作面配备抽出式除尘局扇，并要经常冲刷，防止瓦斯及煤尘飞扬；2加强瓦斯检查，设专人检查矿井通风和瓦斯的涌出情况，以掌握瓦斯动态，确保发现问题及时处理，掘进使用电器设备必须安设瓦斯报警断电仪及防爆措施；3杜绝井下火源，严禁井下存放煤油、汽油等液体燃料；4正确合理的分配风量，使井下各采掘工作面、各巷道、各硐室均有足够的风量。1防煤尘与瓦斯爆炸86 河北工程大学毕业设计（论文）加强煤巷掘进时的通风和瓦斯安检工作，煤巷使用的电器必须安设瓦斯报警电仪，矿井因故通风系统遭到破坏后，必须有恢复通风排除瓦斯和供电的安全措施。恢复通风后，经瓦斯检查符合安全规定后，方可恢复正常施工；各掘进头不得出现循环风，巷道内应设隔爆水棚，掘进工作面设降尘帷幕；杜绝一切明火作业，严格执行防尘措施。2防水、防火1）严禁带火源入井，采区巷道严禁一切明火；2）加强电缆管理；3）在巷道中部设置消防器材，以备不测；4）采区要根据涌水量选择合理的排水设备，在接近含水层或断层时，须钻孔探水。5.3.2冒顶片帮事故的预防要防止冒顶片帮事故的发生，必须严格遵守安全技术规程，从多方面采区综合措施预防。1选用合理的采矿方法选择合理、安全的采选矿方法，制定具体的安全技术操作规程，建立正常的作业制度，时防止冒顶片帮事故的重要措施。2搞好地质调查工作对于工作面推进地带的地质构造要调查清楚，通过危险地带时要采取可靠的安全措施。3加强工作面顶板的管理和支护和维护为了防止掘进工作面的顶板冒落，必须使永久支架与掘进工作面之间的距离不得超过3m，如果顶板松软，这个距离还应缩短。在掘进工作面与永久支架间，必须架设临时支架。4及时处理采空区5坚持正规循环作业6加强对顶板和浮石的检查和处理5.3.3防水措施在采掘过程中有可能掘透压力大又和固定水源相沟通的含水层，形成突然大量涌水。因此，应该在坑道内采取防水措施，防止灾害的发生。1查明水源地下水源在没有揭露以前时看不见的。因此，应通过详细的勘测工作，掌握矿区水文地质资料，了解含水层及积水情况，查明地下水源。2超前探水86 河北工程大学毕业设计（论文）超前探水，是指在井下采掘工作面用打超前钻孔的方法，对掘进与回采工作面顶板、底板、侧帮和前方端头的地质构造、含水层及废弃坑道积水的具体位置、产状和突水的可能性等做事先探察工作。3堵水堵水的目的是堵截水源使其不能涌向工组区，或者使局部地区的涌水不致波及其他地区。经常采取的堵水措施使安设水闸门或水闸墙。4留设防水矿柱对于地面或地下的各种水源，当不能或不宜堵塞或疏干时，可考虑采用留设防水柱的方法防水。5灌浆堵水灌浆堵水是将预先制成的浆液通过管道压入地层的裂缝，经过凝结、硬化后达到堵隔水源的目的。6疏放水疏放水是指借助于专门的工程如疏水巷道、防水钻孔等，有计划、有步骤地使影响采掘工作安全的含水层中的地下水位降低或使其局部疏干。5.3.4预防瓦斯煤尘爆炸及煤层自燃的措施1设计合理的通风系统，避免形成循环风，综掘工作面配备抽出式除尘局扇，并要经常冲刷，防止瓦斯及煤尘飞扬；2加强瓦斯检查，设专人检查矿井通风和瓦斯的涌出情况，以掌握瓦斯动态，确保发现问题及时处理，掘进使用电器设备必须安设瓦斯报警断电仪及防爆措施；3杜绝井下火源，严禁井下存放煤油、汽油等液体燃料；4正确合理的分配风量，使井下各采掘工作面、各巷道、各硐室均有足够的风量。1防煤尘与瓦斯爆炸加强煤巷掘进时的通风和瓦斯安检工作，煤巷使用的电器必须安设瓦斯报警电仪，矿井因故通风系统遭到破坏后，必须有恢复通风排除瓦斯和供电的安全措施。恢复通风后，经瓦斯检查符合安全规定后，方可恢复正常施工；各掘进头不得出现循环风，巷道内应设隔爆水棚，掘进工作面设降尘帷幕；杜绝一切明火作业，严格执行防尘措施。2防水、防火1）严禁带火源入井，采区巷道严禁一切明火；2）加强电缆管理；3）在巷道中部设置消防器材，以备不测；4）采区要根据涌水量选择合理的排水设备，在接近含水层或断层时，须钻孔探水。86 河北工程大学毕业设计（论文）5.3.5综合防尘措施1设置多道水幕净化空气。2加强通风；冲洗煤尘。3工作面要设风水引射吸尘器设施。4工作面工人必须戴防尘口罩。5.3.6冒顶事故的处理1发生冒顶事故时，应尽快探明冒顶区范围和被埋、压、堵截人员的人数及可能所在的位置，并分析抢救、处理条件。2迅速恢复冒顶区的正常通风。如一时不能恢复，则必须利用压风管、水管或打钻的方法向埋压或堵截区内的人员供给新鲜空气。3在处理过程中必须由外向里加强支护，清理出抢救人员的通道，必要时可以向遇难人员处开凿专用小巷道。4在抢救处理过程中必须有专人检查与监视顶板情况，防止再次发生冒顶事故。5在抢救中如遇有大块岩石，不许用爆破法进行处理，应尽量绕开。如果威胁到遇难人员，则可用千斤顶等工具移动石块，救出遇难人员。5.3.7透水事故的处理1当发现工作面有透水砌时，要立即停止作业，撤出人员，同时迅速报告有关部门，及时采取处理措施。2当进行探、放水工作时，事先要作好有关准备。要准栅避灾购，保证一旦发生运水时，能组织人员迅速撤离。3矿领导接到透水报告后，应立即通知矿山救护队，同时根据事故地点和可能波及地区，迅速通知有关人员撤离危险区域，关闭有关地区的水闸门。4当下部中段被淹时，应尽快关闭巷道防水闸门。人员撤至井底车场后，再关闭井底车场的础阿门，以保护水泵房。5井下排水设备，在透水后应全部启动排水。86 河北工程大学毕业设计（论文）6工业广场施工总平面布置矿井工业广场施工总平面布置关系到三大工程的施工的配合问题，合理地规划场地，安排工广内所有永久临时、建(构)筑物、路线运输、通讯等，是建矿过程中的重要内容。它对合理利用人、财、物，节省投资、缩减建井工期等都有非常重要的意义。6.1工业广场建筑物布置原则1合理规划，少占农田，充分利用场地；2合理确定临时建筑物和永久建筑物的关系，临时建筑物不能占用永久建筑物的位置。避免以后大量拆移，临时建筑物标高应尽量安永久建筑物标高施工；3工业建筑与其他建筑应分开布置，临时工业建筑要尽量靠近井口。类工程共用的临时工程应与相应的永久建筑就近布置，这样可利用部分设施；4确定临时设施应以在最短时间内完成其辅助功能为原则；场内窄轨铁路、公路布置，应满足需要且方便施工。窄轨铁路应以主副井为中心，可直接通到材料库、坑木房、机修厂、水泥库、混凝土搅拌站、排矸场等，主要运输线路和人流线路应尽可能避免交叉；5工器材设备的堆放尽量靠近使用地点，使搬运距离最短，避免多次搬运；6工性建筑物与非工业性建筑物应分开布置，临时工业建筑物应靠近井口；7各种建筑物布置要符合《煤矿安全规程》有关规定和防火要求。统一考虑炸药库、油脂库、加油站与一般建筑物的布置关系；6.2工业广场建筑物布置1永久建筑的利用矿井建设期间，为了安装施工设备及满足施工单位及人员生活需要，往往要建成大量的临时工程。等工程结束，这些临时工程以要拆除，因此造成人力、物力、财力的大量浪费，增大基建投资。如果能用部分永久建筑（设施）代替临建工程，就可节省资金和材料，取得可观的经济效益，而且可以简化工业场地的平面布置，改善施工人员的工作、生活条件。本设计考虑利用行政办公楼，生活福利楼，泵房水池等部分工业场地内的永久建筑物及设施作为临时设施和各种施工用房。这样既可以节省人力、物力和财力，简化工业场地施工总平面的布置，也有利于加快矿井建设速度，减少收尾工程量，改善建井职工的生活条件。各建筑物平面位置按永久位置确定。2临时主要施工设施的布置要求(1)86 河北工程大学毕业设计（论文）凿井提升机房的位置，须根据提升机的形式、数量、井架高度以及提升钢丝绳的仰角、偏角来确定，布置时应避开永久建筑物位置，不影响永久提升、运输、永久建筑物的施工。并考虑凿井提升方位与永久提升方位的关系，使之能适应井筒开凿、平巷开拓、井筒装备各阶段提升的需要。(2)临时压风机房的位置，应靠近井筒位置，以缩短压风管路，减少压力损失。最好布置在距离两个井口距离相差不多的地点，距井口一般在500m左右。(3)临时变电所位置，应设在工业广场场地引入线的一面，并适当靠近提升机房、压风机房等主要用户。(4)临时机修车间，使用动力和材料较多，应布置在材料场地和动力车间附近，而且运输方便的地方，以便于机械设备检修和领运。(5)临时锅炉房位置，应尽量靠近主要用汽、供热用户。布置在厂区和生活区的下风向。(6)混凝土搅拌站，设在井口附近，周围有较大的、能满足生产要求的砂、石堆放场地、水泥库也须布置在搅拌站附近。3施工用的临时窄轨运输布置窄轨铁路以主、副井为中心，直接通到材料场、坑木场、机修厂、水泥厂、搅拌站、排矸场等。井筒施工期在井口至砼搅拌站之间布置临时窄轨系统，用于向井口运送砼料，尽量利用永久窄轨线路运输材料及井下矸石。平巷施工阶段，矸石矿车经主井井筒内罐笼提升至地面后，进入翻车机房，运至临时矸石山存放。根据场区运输方案，副井井口至翻车机房间利用窄轨铁路运输，另外机修车间、坑木加工房和材料（库）棚至井口军医窄轨铁路联系，为减少临时工程量，尽量利用永久窄轨系统。6.3建筑材料的堆放位置建筑材料的堆放位置靠近井口位置，在混凝土搅拌站附近。6.4排矸场及储煤场位置矿井施工期间的矸石，除大部分用于回填工业广场、进场道路拓宽、修筑准轨路基外，剩余矸石可堆放在矿井临时矸石山。临时矸石山位于场地西北角部,铺设有地面临时窄轨，运输方便灵活。86 河北工程大学毕业设计（论文）7建井总进度计划7.1三类工程的安排原则1矿建工程是矿井建设的主体，具有工程量大而工作面狭小的特点，所需工期最长。因此井巷工程必须先行，土建与设备安装工程均应服从京杭工程并与之密切配合。2三类工程应以主、副井井口为核心，而井口各项工程又必须服从井下施工。任何影响井下的工作或工程，都必须争取时间提前完成。3在以井巷工程贯通工程为关键路线的前提下，三类工程要相互配合，矿建和土建要为设备安装创造条件，土建工程又是满足生产、生活需要的条件，设备安装工程要为设备安全运行创造条件。地面建设要先修通道路，以解决器材进场与仓储、堆放，地下管缆网沟、建筑物与固定设备基础要与平填场地、测量定位合理安排。4加快施工进度，做到紧而不乱，在统一施工空间，必须遵守先出后进，并适当立体交叉作业。7.1.1井巷工程1安排原则（1）细致安排个单位工程的施工顺序。为矿井建设主要矛盾线上的各单位工程的及早开工做好准备，并为其连续快速施工做好周密安排，以保证按期或提前完成矿井建设任务；（2）合理选择施工方案。施工方案关系到工程造价，乃至工程施工的成败，应慎重对待，决不能轻率决定；（3）利用永久工程施工。可尽量减少临时工程，这对降低工程造价，缩短工期具有重大意义；（4）确定矿井施工中的主要矛盾线，细致组织关键工程施工；（5）三类工程相互创造有利于施工条件，在条件允许的情况下充分利用时间和空间进行交叉平行作业，提高整体效益；2井巷工程排队井巷工程排队的目的在于确定矿井建设的主要矛盾线。它关系到整个矿井建设工期。7.1.2土建工程1安排原则（1）矿井施工期间拟利用的永久工程应尽早开工，以满足不同阶段矿井建设的需要；86 河北工程大学毕业设计（论文）（2）矿井连锁工程中的关键土建工程，按三类工程综合派队的要求合理安排，为保证合理的建井工期创造条件；（3）在满足三类工程综合排队的前提下土建工程的竣工时间要为矿监和机电安装留有余地；（4）在建井工期、综合排队允许的条件下，应做好资金、劳动力的综合平衡，已取得最佳投资效益。2土建工程排队根据上述原则及矿井建设具体情况，并考虑施工力量均衡与实际可能，以及各阶段工程指标及其它因素的影响，对矿井地面永久突见的施工顺序进行了安排：（1）土建工程从施工准备期开始，在此阶段要完成工业场地的“五通一平”、供电工程、凿井设施工程和辅助生产设施、井筒特殊凿井工程、职工生活必需的设施和基本条件等一系列永久工程和临时工程。（2）矿井开工后，优先安排拟利用的永久工程施工，如行政采取办公楼、联合建筑、空压风机房、机修车间、材料库棚、坑木加工房、汽车队及救护队、锅炉房等工程。（3）根据矿井工程施工进度安排主副井井架、主副井绞车房、主副井井口房、通风机房等工程施工，在保证矿井建设总工期的前提下，尽量保证矿建和机电设备安装施工。（4）根据三类工程综合排队要求，对非主要矛盾线上的工程，在不影响建井工期的前提下，应做好劳动力、资金的综合平衡。（5）在不影响建井工期的前提下，原煤生成系统要在联合试运转前完成土建、安装及调试。7.1.3机电安装工程1安排原则在安排机电安装工程进度和工期时，在不影响整个矿井建设进度的前提下，合理地安排进度和工期，给予足够的安排安装、调试时间，以保证设备在投入运行后能做到正常、安全、可靠，为矿井投产后争取早日达产，提高经济效益创造良好条件。（1）主副井提升系统交替安装主副井交替装备时间自由差只有0.5个月，工期不得拖延，而且永久提升系统及早投入使用有利于加快建井速度。主副井交替安装原则是一个井筒进行安装，另一个井筒担负提升，井下工程不停，各个系统（即提升、排水、供电、通风、运输等）都能正常工作。（2）井下永久供电系统86 河北工程大学毕业设计（论文）为满足施工用电，矿井110KV变电所从施工准备奇迹开始兴建，在主井冻结前投入运行，以满足冷冻站用电。井下永久供电系统在与其有关的矿建工程完成后，即组织供电工程安装，以满足井下施工期间的用电。（3）井底车场及井下诸排水泵房设备井底车场及井下主排水泵房设备安装原则上与副井永久系统安装工程相适用，应尽早形成。（4）永久压风系统涉及拟利用永久压风系统，永久压风机安装应在矿井井筒开工前完成。（5）采区设备安装采区设备安装劳动强度大、工作量大，且在时间安排上右手矿建工程制约，工程安排时间短而集中，因此集中安装队伍采取突击办法进行施工。安装前在地面做好准备工作（如清点、组装部件、熟悉设备性能、了解技术条件等）是十分重要的。2机电安装排队机电安装工程在矿建、土建工程具备安装条件的前提下才能进行。因此，机电安装工程能否按预定工期完成任务，不仅取决于安装队伍的数量、人员素质等有关因素，而且还取决于矿建、土建工程施工中能否安装创造一定的有关条件。为此，在矿建、土建施工中凡与安装有关的工程要严格按图纸和技术要求施工，施工误差不得超过规范规定。特别是对设备标高、预留地脚螺栓空或预埋螺栓，在基础浇筑混凝土前应再次放线、测量，确认无误后方能进行。为设备安装工程创造一定的条件，在设备采购中，一般是提前三个月到货，对大型设备要提前4-6个月，以满足安装前的检查、试验，二次倒运的时间。在安排安装工程工期上，对中小型设备安装工期为1个月，大型设备安装2—4个月，对关键性设备还可适当延长。7.1.4土、建、安三者之间的关系井巷工程、土建工程和机电安装工程三者之间相互影响，三者中的任何一项延误了都会影响到其他两者的施工，从而影响整个建设工期。7.2建井总进度具体安排情况本矿井建设的连锁工程：主井→短路临时贯通→环形车场双车单车道→1#交岔点→东翼轨道运输石门→东翼轨道运输巷→东翼轨道运输顺槽→东翼采区开切眼→东翼工作面安装→东翼采区试生产→矿井联合试运转→86 河北工程大学毕业设计（论文）矿井投产。主要矛盾线工程量最大，施工难度最大，施工工期最长，其决定建井总工期。因此，其它井巷工程的施工安排均围绕此线上工程展开，压气、通风、排矸、排水等辅助工作要到位。在具体施工中，主要矛盾线上的工程采用甲级队掘进，配备先进的掘进机具，以保证建井总工期和矿井建设质量。做好主要矛盾工程施工安排的同时，还应满足下列要求：（1）首先保证主、副、风井筒到底后及时贯通，尽早形成通风和排水系统，以利于井下通风和排水；（2）保证关键路上的工程快速不间断施工；影响后续工程的项目尽量早开工；工程量大、施工技术难度大的工程项目应提前准备；无后续工程的项目在满足通风和提升条件下可作为平衡工程；（3）充分利用时间和空间，创造条件，搞好多工种多工序平行交叉作业。地面建安工程根据施工力量、材料供应及施工需要等方面综合考虑，分期分批组织施工，尽量减少临时设施；（4）协调安排井巷施工队伍，使劳动力及其它资源平衡使用，避免突然增减，造成窝工和劳动力闲置；（5）机电安装工程量大，技术难度高，矿建和土建工程施工时应积极为机电安装创造条件，并保证重点工程顺利施工。表7.1施工总工程进度表序号任务名称工程量工期(月)开始日期结束日期队伍一开工前施工准备122014-6-12015-5-311施工准备开始02014-6-12014-5-312场地平整1.52014-6-12014-8-153供水工程1.52014-7-12014-8-154供电工程22014-7-12014-8-315通讯工程12014-7-162014-8-156排水工程1.52014-8-162014-9-317砼搅拌站设置12014-8-12014-8-318工建施工准备1.52014-8-12014-9-159地面预注浆32014-8-12014-10-3010绞车房及绞车安装2.52014-8-162014-10-3011压风机房及压风设备安装32014-8-162014-11-1512地面运输及排矸系统设置2.52014-9-12014-11-1513冻结站安装22014-9-162014-11-1514冻结孔钻进42014-10-12015-1-3186 河北工程大学毕业设计（论文）15通风机安装42014-11-12015-2-3116任务交待楼施工62014-9-162015-3-1517食堂施工42014-9-162015-1-1518浴室施工42014-9-162015-1-1519办公楼施工6.52014-9-162015-3-3020井筒冻结42015-2-12015-5-31二主井井筒818.5m11.52015-6-12016-5-1511主井井筒开工02015-6-12015-6-112主井表土段掘砌405m4.52015-6-12015-10-1513主井表土段套内壁405m1.52015-10-162015-11-3114主井基岩段掘砌414m42015-12-12016-3-3015主井箕斗装载硐室913m31.32016-4-12016-5-916主井临时马头门140m30.22016-5-102016-5-1517主井临时改绞12016-6-12016-6-318主井永久装备52016-12-12017-4-30三副井井筒843.5m10.52015-7-12016-5-1521副井井筒开工02015-7-12015-7-122副井表土段掘砌405m4.52015-7-12015-11-1523副井表土段套内壁405m1.52015-11-162015-12-3124副井基岩段掘砌(预马头门)439m4.52016-1-12016-5-1525副井永久装备52016-7-12016-11-31四中央风井760.5m112015-9-12016-8-3191中央风井开工02015-9-12015-9-192风井表土段掘砌405m4.52015-9-12015-12-1593风井表土段套内壁405m1.52015-12-162016-1-3194风井基岩段掘砌360m3.52016-2-12016-5-1595风井临时改绞12016-5-162016-6-1596风硐+安全出口+风井临时马头门596m30.52016-6-162016-6-309五主副井临时贯通巷70m0.52016-5-162016-5-311+2六井底车场及硐室9.52016-6-12017-3-151井底车场开工02016-6-12016-6-12主井到贯通点51m0.52016-6-12016-6-15186 河北工程大学毕业设计（论文）3贯通点到1#交岔点114.2m12016-7-12016-7-31141#交岔点至东翼轨道大巷156.8m22016-8-12016-9-3015副井至贯通点0.52016-6-12016-6-1526副井至3#交岔点1.52016-6-162016-7-31272#交岔点至5#交岔点0.52016-7-162016-7-3128外水仓633.8m5.52016-8-12017-1-1529装载硐室49.9m0.52017-1-152017-1-31510主井至6#交岔点72.1m12016-6-12016-6-303116#交岔点至5#交岔点41m0.52016-7-12016-7-153125#交岔点至4#交岔点90.7m0.52016-7-162016-7-313134#交岔点至7#交岔点49.1m0.52016-8-12017-8-15314内水仓+配水巷492.14.52016-8-162016-12-15315爆破材料库22017-1-12017-2-283166#交岔点至贯通点103m12016-7-12016-7-31417中央水泵房1.52016-8-12016-9-15418管子道39.7m0.52016-9-162016-9-30419中央变电所+变电所通道132.6m22016-10-12016-11-30420清渣斜巷110.8m12016-12-12017-12-314211#交岔点至副井107.312016-8-12016-8-31522等候室48.5m12016-9-12016-9-30523煤仓下口通风斜巷108.6m12016-10-12016-10-31524煤仓12016-12-12016-12-31525总回风巷42016-8-12016-12-31626轨道大巷至风井航道贯通巷道12016-12-12016-12-31627车场完工02017-2-282017-2-28七生产系统2016-10-12018-6-151轨道大巷至出渣联巷100m12016-10-12016-10-3012轨道大巷至第三联巷850.5m8.52016-10-12017-7-1513出渣联巷50m0.52016-10-12016-10-1574出渣联巷至煤仓上口胶带巷400m42016-11-162017-3-1575出渣联巷至第三联巷胶带巷800m82016-11-162017-7-1586煤仓下口通风行人联络巷145m1.52017-3-162017-4-3177胶带机机头硐室350m30.52017-5-12017-5-15786 河北工程大学毕业设计（论文）8主井煤仓1376m322017-5-162017-7-1579回风大巷与轨道顺槽连接巷135m1.52017-7-12017-8-159102102工作面轨道顺槽770m42017-7-162017-11-15111第三联巷50m0.52017-7-162017-7-318122102工作面胶带顺槽680m3.52017-8-12017-11-15813配煤皮带巷476m30.72017-7-162017-8-6714第一联巷+第二联巷100m12017-8-72017-9-6715轨道巷与胶带顺槽联络巷121m0.82017-9-72017-9-317162015工作面开切眼175m12017-11-162017-12-15117工作面安装32017-12-162018-3-1518联合试运转32018-3-162018-6-15八完工2018-5-162018-5-167.3建井工期(1)准备工期自2014年6月1日至2015年5月31日，计365天，合计12个月。(2)主井井筒期自2015年6月1日至2016年5月15日，计348天，合计11.5个月。(3)短路贯通自2016年5月16日至2016年5月31日，计15天，合计0.5个月。(4)主井临时改绞自2016年6月1日至2016年6月31日，计31天，合计1个月。(5)井底车场及硐室自2016年6月1日至2017年2月28日,计272天,合计9个月。(6)东翼生产系统自2016年10月1日至2018年6月15日,计622天,合计20.7个月。(7)总工期自2014年6月1日至2018年5月16日，计1445天，合计48个月。7.4加快建井速度的措施及意见为加快矿井的建设速度，缩短建井总工期，减少基本建设投资，保证工程质量，取得良好的技术经济效益，提出以下几点措施及意见：（1）从矿井建设的全局把握选择最优施工方案。综合技术、经济两个方面，选择技术经济相对较优的施工方案。其中包括井筒开工顺序方案、井筒短路贯通方案、井筒临时、永久改绞方案、巷道及硐室施工顺序及施工方案等。（2）抓好施工准备工作，搞好对外协作，为正常施工创造条件。86 河北工程大学毕业设计（论文）（3）合理地安排井筒开工顺序。设计安排主井先开工。主副井同时到底后，迅速进行短路贯通。贯通后立即进行北翼运输石门等主要矛盾线上的不间断施工。从而有效地保证主链工程的施工，确保建井总工期。（4）加快井筒的施工进度。井筒工程是整个矿井建设工程的关键工程。保证井筒的施工进度，有利于缩短建井总工期，提高矿井的投资效益。由于空间及地质条件的限制，一般进度比较慢，故应选择合理的施工方案及施工方法，合理的进行机械化配套施工。加强管理，确保按正规循环，从而保证施工按进度计划进行。（5）采用综掘机械化作业线，组织采区煤巷快速施工。本矿井采区煤巷施工中采用了综掘机械化设备，必须加强施工管理，加强通风、供水、防尘及辅助运料等工作，以保证综掘机械化作业线连续施工，发挥其最大的经济技术效益。86 河北工程大学毕业设计（论文）致谢本设计是在指导师老师们的精心指导和亲切关怀下完成的。在这三月的学习生活中，指导老师在学业上进行了谆谆教导，从设计的选题到终稿的审阅都凝聚了指导老师们的心血。指导老师精益求精的治学态度、忘我工作的敬业精神都值得我不断的学习。在此谨向导师们致以最诚挚的敬意和最衷心的感谢!毕业设计是大学阶段最后的也是最重要的一个综合性、实践性很强的环节。通过毕业设计对我们的自学能力、查阅资料能力、独立思考能力、创新能力都能有大幅度的提高；同时通过毕业设计，我们对所学的专业知识进行系统化，从而对本专业知识有了一个真正认识，对我们毕业后的实际工作能力、适应社会能力是一个很好的学习机会。在此，特别感谢蓝成仁、杨怀敏、王金喜、孟志强老师三个月以来对我的不断帮助，他们严谨的工作作风，一丝不苟的工作态度，对我的影响不仅仅是大学四年，而是以后的生活工作，我将受用终身。还要向我们的母校河北工程大学及其院、系领导，教师们表示感谢，谢谢你们在四年来对我们的教育和培养，感谢你们给们这样好的设计环境。最后，向10矿建的同学们表示感谢，三个月以来，我们在一起探讨设计方案，相互学习，最终我们圆满完成了毕业设计。和你们在一起的日子，我终身难忘，感谢一路有你。张伟2014年5月6日86 河北工程大学毕业设计（论文）参考文献[1]董方庭，姚玉煌，黄初，王裕介《井巷工程设计与施工》，中国矿业大学出版[2]王介峰，《凿井工程图册》，煤炭工业出版社[3]张国枢，《通风安全学》，中国矿业大学出版社2008[4]胡绍祥，李守春，《矿山地质学》，中国矿业大学出版社2002[5]崔云龙，《简明建井工程手册》，煤炭工业出版社[6]沈季良等.建井工程手册[M].煤炭工业出版社，1984年；[7]中国矿业学院等.井巷工程[M].煤炭工业出版社，1991年；[8].蓝成仁、王海亮、田运生等.工程爆破[M].北京：中国铁道出版社，2008年。[9]毛君.煤矿固定机械及运输设备[M].北京：煤炭工业出版社，2006年。[10]房延贤.立井井筒施工机械化[M].北京：煤炭工业出版社，1980年。[11]单祖辉、谢传峰.工程力学[M].北京：高等教育出版社，2007年。[12]能源部.煤矿安全规程[S].北京：煤炭工业出版社，2009年。[13]张荣立、何国纬、李铎.采矿工程设计手册[M].北京：煤炭工业出版社，2003[14]煤矿工业矿井设计规范[S].北京：中华人民共和国建设部，2005[15]中国统配煤矿总公司物资供应局.煤炭工业设备手册[M].徐州：中国矿业大学出版社，1992。[16]陶柏祥、李和群、胡学义.建井工程建构[M].北京：煤炭工业出版社，1986年。[17]中国统配煤矿总公司物资供应局.煤炭工业设备手册[M].徐州：中国矿业大学出版社，1992年。[18]赵强、谢冬季、杨怀敏.胡家河矿井建设期间提升系统构建.建井技术[J].2009[1].3～5。[19]中国煤矿采矿设计手册[M].北京：煤炭工业出版社，1984年。[20]史天生等.井巷设计基础[M].北京：中国矿业大学出版社，1990年。86 河北工程大学毕业设计（论文）附录（1）井筒施工平面布置图编号5-1（2）天轮平台布置图编号5-2（3）地面稳绞平面.，立面图编号5-3（4）井底车场施工进度计划形象图编号5-4（5）井巷工程施工进度计划网络图编号5-586'