顾北矿风井施工组织设计范本.doc

目录目录- 1 -摘 要- 1 -绪论- 1 -设计的基本情况- 1 -1.1 矿区概述及地质特征- 1 -1.1.1 矿区概述- 1 -1.1.2 地质特征及矿井储量- 1 -1.2 井田开拓与开采- 2 -1.2.1 井田设计概况- 2 -1.2.2 井田开拓- 2 -1.3 矿井主要生产系统- 4 -1.3.1 井筒布置及装备- 4 -1.3.2 井筒提升- 4 -1.3.3 矿井通风- 5 -1.3.4 矿井供排水- 5 -1.3.5 空气压缩设备- 5 -1.3.6 矿区供电- 5 -2 施工准备工作- 6 -2.1 开工前的准备工作- 6 -2.1.1 土地征购与场地平整- 6 -2.1.2 供水- 6 -2.1.3供电- 6 -2.1.4 道路- 6 -2.1.5 通讯- 6 -2.1.6 下水道- 6 -2.1.7 两堂一舍- 6 -2.1.8井筒开工工程- 6 -2.2 临时工业广场的布置- 8 -2.2.1 布置依据和原则- 8 -2.2.2 永久建筑物、构筑物、设备的利用- 8 -2.2.3 临时建筑及设施的布置- 9 -2.2.4 排矸- 9 -2.2.5 临时管线和场内运输- 9 -2.2.6 材料设备的堆放- 9 -2.3 施工准备期的确定- 10 -2.3.1 施工准备阶段的施工顺序- 10 -2.3.2 缩短施工准备期的措施：- 10 -2.3.3 施工准备期的确定- 10 -3 立井井筒施工组织设计- 10 -3.1井筒概况- 10 -3.1.1 中央回风井井筒主要技术特征表：- 10 -3.1.2 井筒穿过的岩（土）层地质及水文特征- 11 -3.2 表土施工- 13 -3.2.1表土特征- 13 -3.2.2临时锁口施工- 14 -3.2.3表土施工方案选择- 14 -3.2.4 主要施工工艺与施工设备- 14 -3.3基岩掘砌- 15 -3.3.1作业方式- 15 -3.3.2钻眼爆破工作- 15 -3.3.3 装岩工作- 21 -3.4 提升工作- 29 -3.4.1 天轮的选择- 29 -3.4.2 提升机的选择- 30 -3.4.3 提升能力的计算- 32 -3.5 它辅助工作及井内凿井设备、地面提绞布置- 32 -3.5.1 立井排水工作- 32 -3.5.2 压气供应- 34 -3.5.3 立井掘进通风- 37 -3.5.4 立井施工的照明、信号和安全梯- 39 -3.5.5 立井凿井设备布置- 39 -3.5.6 地面提升机及凿井绞车- 42 -3.6 施工安全技术措施- 45 -4 井底车场、硐室和主要运输大巷施工组织设计- 47 -4.1 井巷过渡期的施工组织- 47 -4.1.1贯通方式：- 47 -4.1.2 井筒装备的改装- 48 -4.1.3机电设备的改装- 48 -4.2 硐室、巷道和交叉点的施工- 48 -4.2.1 马头门的施工- 48 -4.2.2 箕斗装载硐室施工- 50 -4.2.3 煤仓的施工情况- 51 -4.2.4 中央水泵房及水仓的施工- 52 -4.2.5 交叉点的施工- 52 -4.3 井底车场施工组织- 53 -4.3.1 施工顺序安排原则:- 53 -4.3.2 提升能力的验算- 53 -4.3.3 施工顺序的具体安排- 54 -5.立井井筒施工总组织工作- 55 -5.1 工程排队的原则和依据- 55 -5.1.1工程排队原则- 55 -5.1.2工程排队前的准备工作- 55 -5.2 主要工程的施工顺序- 56 -5.2.1 安排施工顺序的原则- 56 -5.2.1 井筒开工顺序- 56 -5.3 建井总工期- 57 -5.3.1 工程量- 57 -5.3.2 施工进度指标:- 57 -5.3.3 排队方法及工程内容- 58 -5.3.4排队结果- 58 -5.3.5 加快矿井建设速度的主要措施：- 58 -5.3.6 建井总工期- 58 -5.4 主要技术经济指标- 58 -参考文献- 64 -致谢- 66 -摘 要本篇组织设计针对顾北矿中央回风井编写而成。关键词：*；*；*；* ；*AbstractThis organization design against Adviser to the North Central ventilation shaft, Key word: *；*；*；* ；*绪论 煤炭是重要的能源和工业原料。随着国民经济的发展，煤炭需求量日益增大 设计的基本情况1.1 矿区概述及地质特征1.1.1 矿区概述1.1.2 地质特征及矿井储量1.2 井田开拓与开采1.2.1 井田设计概况1.2.1.1井田范围顾桥井田北起F81断层，南止F211断层，西自1煤层隐伏露头，东至三十一勘探线和13-1煤层-1000m底板等高线地面垂直投影线。全井田南北走向长平均约13km，东西倾斜宽平均11km左右，面积约140km2。1.2.1.2 矿井设计生产能力本井田在潘谢矿区总体设计中，曾考虑采用顾桥、桂集两对井分别开发，设计生产能力各为4.0Mt/a，总规模8.0Mt/a。1985年原煤炭工业部在上报国家计委的（85）煤基字第710号文中，提出将原规划的顾桥、桂集两个井田合并建一对矿井，矿井设计生产能力为10.0Mt/a，并采取一次设计，分两期建设，一期能力5.0Mt/a。1986年，国家计委在计1986392号文中，同意本井田采用一对井集中开发，并批复要本着少投入、多产出、早产出的原则，结合“七五”计划编制情况，顾桥矿井规模定为5.0Mt/a。1.2.1.3 服务年限矿井按5.0Mt/a生产能力计算，并考虑1.4储量备用系数，矿井计算服务年限为185.2a，其中一水平服务年限为108.2a(-850m以上)。1.2.1.4 矿井工作制度矿井年工作日300天，每日3班作业，其中2班生产，1班准备。1.2.2 井田开拓1.2.2.1 开拓方式矿井采用立井、分区开拓、分区通风、集中出煤的开拓方式。主要巷道采用主要石门及分层（组）大巷布置形式。1.2.2.2水平划分全井田划分2个生产水平开采。其中，一水平标高为-780m，二水平标高-950m。水平划分 二水平暂考虑采取分区延深方式。中央区推荐副井直接延深、主井采取暗斜井延深方式；南、北区采取暗斜井延深方式。1.2.2.3 采煤方法及采区布置矿井采用走向长壁与倾斜长壁相结合的布置方式。初期投产北一（13-1）和北一(11-2)2个采区，均采用走向长壁综合机械化开采，一次采全高，顶板全部冒落采煤法1.2.2.4井筒概况矿井投产时在中央区工业场地内设主井、副井和中央回风井3个井筒；并预留1个主井位置。主井井筒净直径7.5m，装备2套32t双箕斗，用于提煤并进部分风。副井井筒净直径8.4m，装备1套1.5t双层四车双罐笼和1套1.5t双层四车宽罐笼带平衡锤。主要用于中央区辅助提升和进风；副井内装备梯子间用作矿井安全出口。中央回风井净直径7.5m，为中央区回风井；井筒内装备密闭梯子间用作矿井另1个安全出口。中央回风井井筒净直径为7.5m，井底水平-780m，井筒内布置2套32t双箕斗，用于提煤兼进部分风。井筒装备采用方钢管罐道和罐道梁，采用树脂锚杆牛腿托架固定于井壁上，担负矿井煤炭提升兼进部分风。中央区工业场地内设有全矿井的煤炭提运、煤炭加工、储存、外运装车系统以及生产行政福利设施。其井口位置的确定直接影响着矿井初期投资以及矿井能否顺利投产及尽快达产，并对其它分区的井口位置产生影响。因此，本设计着重对中央区的井口及工业场地位置进行多方案比选。根据本井田几何特征及地质构造特点，本井田以F92断层为界划分为南、北两翼。从构造分布看，北翼F87断层以北构造中等、断层较多、煤层走向变化大、开采条件较差；F87F92断层之间，地质构造简单，煤层赋存稳定，煤层倾角较小（5左右），开采范围大，可采储量多，为北翼优先开采块段。但由于该块段81煤层浅部被顾桥镇所压，而且8煤层受地层冲刷局部不可采，因此，初期应优先开采13-1、11-2煤层；井田南翼的F92F105断层之间，由于地质构造中等偏复杂，且大部分被西区工业场地及岗河大桥煤柱所压，初期开采价值不大；F105断层以南地质构造中等，尤其是F105F110F114之间，块段完整、断层少，为南翼优先考虑开采块段。从储量分布分析，北翼主采有可采储量约2.7亿吨分别占全矿井一水平储量的30%及35%。从煤层赋存条件分析，由于煤层倾角小，一水平13-1、11-2煤层主要分布于井田中深部，适合做中深部井位的首采煤层；8、6-2煤层主要分布于井田南翼浅部，适合做浅部井位的首采煤层。综上所述，本井田主采块段为北翼F92F87及南翼F105F110F114之间两大块段。中深部井位宜将13-1、11-2煤层作为首采层。浅部井位宜将南翼8和6-2煤层作为首采层。结合以上井田特点，本设计在选择矿井井口及工业场地位置时主要考虑以下原则：(1)工业场地应尽量靠近地质构造简单、块段完整且储量丰富的块段，以利于首采区位置选择和首采工作面布置，并尽量减少初期工程量，减少投资，缩短建井工期；(2)有利于一水平开采，兼顾二水平；(3)有利于井底车场布置且井底车场岩性好；(4)井筒穿过的表土层较薄；(5)工业场地尽量不压或少压好煤；(6)井位的确定兼顾分区划分的合理性；(7)井筒应尽量避开地质构造复杂地带，以保证井筒施工的可靠性。(8)工业场地尽量布置在开阔地带，并尽量靠近已有的公路及铁路，尽量减少铁路、公路、供电线路的长度，以降低工程造价。根据上述原则：井口位置设于十线12孔北约120m处。该方案井筒处表土层厚度约为259.0322.0m，井底水平标高-780m，井底车场位于13-1煤层底板下40m左右砂岩层中。地面无村庄，原始地面标高+23.9m，工业场地距凤利公路680m左右，距潘谢铁路顾桥站1.2km左右。本方案移交时在工业场地内设主井、副井、中央回风井共3个井筒，并预留1个主井位置。初期移交北一（13-1）、北一(11-2)下2个采区2个综采工作面。该方案生产后期，在西区、北区、南区风井场地内分别设进、回风井各1个。另在中央区深部增设1个进风井。全矿井共设11个井筒。该方案移交时井巷工程量为39311.9m，万吨掘进率为78.6m,工期为47.5个月，井巷工程投资60647.16万元。井下供电采用10kV电压等级。1.3 矿井主要生产系统1.3.1 井筒布置及装备本矿井中央区工业场地内设主井、副井和中央回风井3个井筒。（本设计重点设计中央回风井井筒）。中央回风井井筒净直径7.5m，为中央区专用回风井。井筒内装备玻璃钢封闭梯子间，为矿井另1安全出口。井筒内还敷设瓦斯抽放管、降温管各2趟，防火灌浆管、注氮管各1趟。梯子间梁和降温管卡管梁采用树脂锚杆牛腿托架固定于井壁上。1.3.2 井筒提升1.3.2.1 提升机的选型1.3.2.2井架选型1.3.2.3 吊桶的选型1.3.2.4 钢丝绳的选型1.3.2.5天轮的选型1.3.3 矿井通风1.3.4 矿井供排水1.3.5 空气压缩设备1.3.6 矿区供电2 施工准备工作2.1 开工前的准备工作2.1.1 土地征购与场地平整2.1.2 供水2.1.3供电2.1.4 道路2.1.5 通讯2.1.6 下水道2.1.7 两堂一舍2.1.8井筒开工工程2.1.8.1临时锁口根据主井矿井的地址条件、水文条件、挖掘深度和为了缩短施工工期简化施工环节等原因。设计将不再使用临时锁口，而改用永久锁口。锁口直径7.5m，壁厚1.01.5m，深度10.0m，锁口口高出水平面0.6m。用钢筋混凝土浇注。混凝土C30永久锁口的施工应在井架的基础做好之后才能施工，由于永久锁口的施工深度比较深，故永久锁口的施工要分两步，应依静水位线为分界线。第一步：因为在立井开挖之前就已经进行了表土层冻结，故可以人工开挖，井圈背板普通施工法。第二步：排水，还用井圈背板普通施工法施工，使永久锁口一次施工完成，具有完好的整体性。2.1.8.2 井架根据主井矿井的地址条件、水文条件、挖掘深度（810.6m）和为了缩短施工工期、降低施工成本等原因。设计也将不再使用临时井架，而改用永久井架，钢井架。结构为四斜柱式多平台井架。井架全高73.3m，井架斜腿为焊接箱形断面，斜腿基础为独立锥体钢筋砼基础。套架自成体系。井架尺寸如表2-1表2-1 井架尺寸表井架型号天轮平尺/m底部跨距/m天轮平台高度/m翻矸台高/m质量/tV7.57.5161626.3641071.0972.1.8.3三盘两台A 封口盘封口盘设计为监控室电脑和现场电动共同独立控制。现场电动控制是为了应急和电脑失控之时备用。在井口四周安装高1.2m的铁栅栏，其中出车方向设置纵向移动式大门，同时设有手动吊泵、风筒启闭门，各启闭门和钢丝绳须用绞皮封严密。B 固定盘固定盘主要用来保护井下安全施工，同时还用来作测量和接长管路的工作平台。固定盘设置在封口盘下面6m处，其构造与封口盘相似。不同点就是吊桶通过的孔口不设盖门，而设喇叭口。C 吊盘吊盘用钢丝绳全绳悬吊，为井筒的主要工作平台。吊盘选用上下双层，吊盘层间距6.0m，上下层均可做工作盘，且上盘还兼做保护盘，下盘配有FJD9A伞形凿岩机井架。D 天轮平台天轮平台位于凿井井架顶部，为矩形平台结构，用于安置天轮梁。天轮由天轮梁支撑，并直接承受全部提升物料和悬吊掘砌设备的荷载。天轮平台的高度26.364m。E 翻矸平台翻矸平台与天轮平台相似，其高度10 m.井口翻矸台设有主、副钩式翻矸溜槽，采用座钩式自动翻矸，配有QD352型JM517T自卸式汽车排矸。矸石处理方式采用窄轨运输至铁路北侧翻车机房，由一对3.4m三面翻矸车装载，采用绞车牵引上山堆放。2.1.8.4凿井绞车、提升机、混凝土搅拌站、通风机房的布置主井西侧布置有中央回风井扇风机房、泥浆搅拌站、瓦斯抽放站和注氮车间；矸石翻矸机房及临时矸石山布置在铁路站场北侧。场区大门有3处，南大门为人员通行出入口，西侧2处大门为材料、货运及地销煤出入口。2.2 临时工业广场的布置2.2.1 布置依据和原则2.2.1.1布置依据:(1)根据矿井设计提供的工业广场总平面布置图，参考场内永久道路设施、地下管线、架空线路、建（构）筑物等。(2)工业场地永久建筑、构筑物施工年度计划以及施工方案。(3)工业场地地形图和有关工程地质、场地平整资料。(4)各器材的供应、运输、存放以及库房等设置情况。(5)矿井施工前期工程（水、电、通讯、交通、排水）安排和落实资料。2.2.1.2原则(1)平面布置必须满足井下开拓布置与地面生产工艺、场内外运输条件要求，节约用地，减少压煤。(2)建（构）筑物的布置应结合地形、地物及开采条件，尽量压缩场地北侧用地。不同功能的建（构）筑物应因地制宜分区布置。(3)平面布置应集中、简化，紧凑合理，整齐美观，人流、货流通畅简洁，并留有发展余地。(4)供电、供水、供热的建（构）筑物应尽量靠近负荷中心布置。(5)工业场地布置应满足国家环境保护、防火、防震、工业安全有关技术规定及规范要求，使建（构）筑物有良好的采光、通风和卫生条件。2.2.2 永久建筑物、构筑物、设备的利用 按照矿井建设周期和永久建筑设施的利用原则，根据永久建筑、设施施工进度安排。可供利用的永久建筑物、设施有：行政办公楼、人物交待室、灯房、浴室、食堂等联合建筑；汽车房、设备房、材料供应站、油脂房、叉车房、矿车修理间、木工房、水塔、门卫、大门围墙等以及墙内管网设施。2.2.3 临时建筑及设施的布置该项布置总体以布置在工业场地的矿建临时辅助设施为主，并有必要的生活福利建筑，主要有：凿井提升机房、凿井稳车棚、临时压风机房、混凝土搅拌站及水泥库、冻结站、火药库、土建工区的生活福利及仓库建筑。位于场区东部，平面布置有修理车间、材料库及材料棚、坑木加工房；锅炉房靠近产品仓东侧布置，采用胶带输送机送煤；110kV变电所布置在场地东南端，进、出线比较方便。另外靠近副井西侧还布置有副井绞车房、机车库及充电室，压风机房布置在副井的东北侧。2.2.4 排矸按矿井矸石量按矿井年产量的8%计取，这样年矸石量约为400kt。矸石处理方式采用窄轨运输至铁路北侧翻车机房，由一对3.4m三面翻矸车装载，采用绞车牵引上山堆放。排矸系统由翻车机房、3.4m3三面翻矸车、自移式卸矸架等组成。选煤厂洗出矸石经胶带机运至矸石缓冲仓，初期经矿车运至矿井矸石排矸系统堆入临时矸石山。总之排矸场规划须遵循以下原则：(1)尽量不占或少占农田，同时考虑矸石的综合利用。(2)建井期间应尽量利用永久排矸设备。(3)考虑排矸时同时考虑工程煤的堆放、储存和外运。(4)其位置不得影响永久建筑物的施工和地面排水。(5)能自然的矸石不得排至煤层露头和表土以10m内有煤层的地面上，也不能排至采空有肯能塌陷的位置。2.2.5 临时管线和场内运输2.2.6 材料设备的堆放2.3 施工准备期的确定2.3.1 施工准备阶段的施工顺序根据矿井建设基本程序，在矿井施工准备期间，应完成建设用地的征购、四通一平、招投标选择施工队伍、井筒基岩段地面预注浆、井筒冻结以及主井永久钢井架、副井凿井永久（两用）钢井架的加工制作安装；落实施工所需三材、设备。为了尽量减少临时工程，在准备期间还应建设供施工利用的部分永久、临时设施等。2.3.2 缩短施工准备期的措施：(1)就平行交叉作业来讲，永久土建工程应尽早开工，以减少大型的临时工程，加快永久及临时工程施工，综合平衡器材，设备供应及安排落实劳动力，调整工程安排。(2)就充分利用永久工程及设备来讲。如可以提高施工一批永久建筑物，施工重点就可以放在井口开工准备上。(3)就使用活动房屋方面来讲，对于大型临时工程特别是使用时间短的，影响永久设施施工的大型历史工程和设备，应尽可能采用活动房屋和移动装配式设备施工。2.3.3 施工准备期的确定煤炭矿井、选煤厂工程项目建设工期定额（试行）中指出：施工准备期是指在完成了建设用地的征购工作，施工人员进场开始“四通一平”等施工准备工作之日起，至项目正式开工（矿井以关键路线上的任一井筒破土动工）位置所需的工期。施工准备工作主要包括：组织准备、技术准备、器材及劳动准备、资金准备和对外协作等项工作。3 立井井筒施工组织设计3.1井筒概况3.1.1 中央回风井井筒主要技术特征表：表3-1 顾北中央回风井井筒特征表序号名 称单 位主 井1井口座标纬 距（X）m3632270.000经 距9Y）m39459950.0002井口绝对标高m+25.63方位角度2644进底水平绝对标高m-7805井筒深度井底水平以上m805.6井底水窝m5.0井筒总深m810.66井筒净直径m7.57井筒净断面m244.28井位处松散层厚度m322.009基岩风化带厚度m34.8010建议冻结深度m36811井壁厚度冻结段mm10001750基岩段mm50012井筒掘进总体积m355360.513支护材料冻结段钢筋混凝土钢筋混凝土基岩段混凝土混凝土14井筒装备形式玻璃钢封闭梯子间3.1.2 井筒穿过的岩（土）层地质及水文特征本井田位于淮南复向斜中部，属陈桥背斜东翼与潘集背斜西部衔接带。煤系地层总体形态为一走向近南北、倾向东、倾角多为515的反“S”型单斜构造。其中发育有一系列宽缓褶曲和断层。根据褶曲和断层发育特点，可将本井田划分为北部宽缓褶曲挤压区、中部简单单斜区、中南部“X”型共轭剪切区和南部单斜构造区四部分。经综合精查地质勘探和高分辨率数字地震补充勘探，全井田共查出小陈庄背斜、胡桥子向斜、后老庄背斜和桂集向斜等次一级褶曲4个。发现断层167条，其中正断层137条，逆断层30条，大致可分为近东西向、北西向和北东向三个断层组。按落差大小来分，大于等于100m的13条，小于100m而大于等于50m的11条，小于50m而大 于等于20m的45条，小于20m而大于等于10m的63条，小于10m的35条。此外，尚有21个孤立断点未能组合成断层。本井田的煤系地层为石炭、二叠系，其中二叠系的山西组与上、下石盒子组为主要含煤层段。井田内二叠系含煤层段总厚734m，含煤33层，煤层总厚度为30.08m，含煤系数为4.10%，自下而上依次分为7个含煤段。在中、下部厚约490m的一五含煤段中，集中分布9层可采煤层，平均总厚24.11m。其中13-1、11-2、8、6-2和1煤层为主要可采煤层，平均总厚21.14m；17-2、13-1下、7-2和4-1为局部可采煤层，平均总厚2.97m。水文地质情况：本井田水文地质条件属巨厚覆盖层下多煤层、多含水层、充水因素复杂的矿床，其富水性属简单中等，与地表水体无水力联系。根据井筒检查孔资料，主井井位处新生界松散层厚276.60m，基岩风化带厚38.75m，基岩第一含水层垂深295.65299.55m，厚3.90m，位于风化带内，预计涌水量423.18m3/h；第二含水层垂深324.50346.00m，厚21.50m，预计涌水量359.48m3/h。3.1.2.1 主要充水因素本井田基岩被厚度介于224.10576.00m之间的西北厚、东南薄的新生界松散层所覆盖。按松散沉积物组合特征及其含、隔水性能不同，自上而下大致可分为4个含水组、4个隔水组和1个碎石层。其中第三隔水组除在局部古地形隆起处变薄或缺失外，绝大部分分布稳定，厚度一般为3055m，系其上、下含水层间的良好隔水层。第四含水组在七线以北与基岩直接接触，厚度多为3080m，系基岩含水组的主要补给水源。底部的碎石层若与含水层接触时，有可能起到一定的导水作用。二叠系砂岩以中、细粒为主，局部裂隙发育，一般为钙质充填，富水性弱，以储存量为主，且因间夹泥岩和煤层，含水组之间在自然状态下无密切的水力联系。但是，若被断层切割或受采动影响而致地下水水力均衡遭到破坏时，上、下含水层之间有可能互相沟通，从而导致局部砂岩裂隙水突溃现象的发生。石炭系太灰岩溶裂隙含水组主要由自上而下编号的13层灰岩与其间的泥岩、粉砂岩和薄煤层组成。其中第1、3、4、5和12层灰岩分布稳定,并以第3、4和12层灰岩厚度较大。该含水组上距1煤层较近，一般为1620m，且灰岩水压较高，如果直接开采1煤层，必将因太灰的水压超过1煤层底板隔水层抗压强度而引发突水事故。潘谢矿区资料表明：奥陶系灰岩中下部岩溶裂隙比较发育，虽分布不均，但富水性弱中等，系太灰的主要补给水源。本井田断层带多为泥岩和粉、细砂岩碎块充填，并呈胶结状，正常情况下可起到相对隔水作用。但是，若不同层位的含水层受断层切割而对口，且断层带又未被泥质和岩屑所充填，或受到采动影响，导致断层活化，破坏了地下水的水力均衡，断层带则很可能成为地下水突溃的主要途径。综上所述，本井田新生界第四含水层孔隙水、二叠系砂岩裂隙水和石炭系太灰岩溶裂隙水对井下开采均有较大影响。但是，只要在可采煤层浅部留设适当的防水煤柱，四含水一般不致于溃入矿坑而对煤层开采构成大的威胁。这样，二叠系砂岩裂隙水和石炭系太灰岩溶裂隙水便成为本矿井开采的主要充水因素。3.1.2.2 矿井涌水量预计本次设计的矿井涌水量预计范围为一水平（一水平标高-780m，11-2煤层下山采至-920m）的首采区。预计方法为顾北井田电子版精查地质报告汇编中采用的水文地质比拟法。经与新庄孜矿井实测涌水量比拟表明：开采4-117-2煤层时矿井正常涌水量为757m3/h，最大涌水量为1330m3/h。另外，开采1煤层时，经实施疏水降压等措施后，太灰的涌水量为805m3/h。考虑到井下洒水、井筒淋水和防火灌浆用水等因素的影响，矿井开采4-117-2煤层时的正常涌水量按850m3/h计取。3.2 表土施工3.2.1表土特征井田基岩被厚度介于224.10576.00m之间的西北厚、东南薄的新生界松散层所覆盖。按松散沉积物组合特征及其含、隔水性能不同，自上而下大致可分为4个含水组、4个隔水组和1个碎石层。其中第三隔水组除在局部古地形隆起处变薄或缺失外，绝大部分分布稳定，厚度一般为3055m，系其上、下含水层间的良好隔水层。第四含水组在七线以北与基岩直接接触，厚度多为3080m，系基岩含水组的主要补给水源。底部的碎石层若与含水层接触时，有可能起到一定的导水作用。根据井筒检查孔资料，中央回风井井位处新生界松散层厚322.00m，基岩风化带厚34.8m，基岩第一含水层垂深295.65299.55m，厚3.90m，位于风化带内，预计涌水量423.18m3/h；第二含水层垂深324.50346.00m，厚21.50m，预计涌水量359.48m3/h3.2.2临时锁口施工主井精通锁口按临时锁口施工，井筒锁口施工在井架、天轮平台、绞车、翻矸台安装完成，冻结单位下发试挖通知后，在试挖期间内完成。3.2.3表土施工方案选择本矿井中央区井筒均需穿过322m厚的新生界松散层和基岩风化带，目前可供选择的井筒施工方法只有冻结法和钻井法。由于井筒净直径均较大（D7.58.4m）,受钻机能力限制（现有大钻机的额定最大钻孔直径仅为9.0m），从技术方面考虑钻井法施工暂不可能，只能采用冻结法凿井；又因井筒较深，基岩段含水层较多，为了确保井筒施工安全和加快施工速度，基岩段井筒均需进行地面预注浆,即井筒施工方法为“上冻下注”，力争打干井。由于井筒穿过的基岩风化带下不远处都有预计涌水量较大的含水层，建议冻结深度超过风化带邻近的基岩含水层，中央回风井井筒建议冻结深度为368m。又因井筒穿过的基岩风化带均较厚，且有含水层，故地面预注浆应从基岩风化带开始直至井底，包括全部基岩段和基岩风化带。也就是说，全井筒施工方法为“上冻下注”，中间一段（基岩风化带和邻近的基岩含水层）既注又冻，且需在冻结前进行直孔地面预注浆。若采用传统的直孔注浆技术钻注风化带以下的全部基岩，单井筒约需6-7个月。而采用定向“S”孔斜孔注浆，地面注浆作业在远离井筒处进行，可与冻结施工和井筒掘砌工作平行作业，不占井筒施工及准备工作工期，但“S”孔斜孔注浆技术处于起步阶段，有一定的风险。因此建议地面预注浆以直孔为主，采用直孔注浆和定向“S”孔斜孔注浆结合的方式，以缩短井筒施工和准备工期（约可减少34个月）。采用了地面预注浆，把基岩段的涌水量控制在小于1.8/h3.2.4 主要施工工艺与施工设备(1)表土提升方式：井筒施工期间采用两套单钩提升。提升均为3m吊桶，提升设备为2JKZ-3.0/11.5型双滚筒提升机。 (2)排水方法及设备：由于表土段利用冻结法施工，水量很少，可采用吊桶排水，但为安全起见本设计中配备了一台吊泵，采用对于水的防治，内层井壁采用液压滑摸套壁和JQ防裂密实混凝土，提高井壁的封水性。 (3)通风方式及设备：在建井初期在井内布置一趟800mm玻璃钢风筒，采用井内吊挂，另外采用JBT-62-2改进型28kw局扇压入通风。 (4)关于支护：由于开掘该风井采用的是短段掘砌混合作业方式，故不做临时支护，直接采用混凝土永久支护形式。3.2.5转入基岩段的施工准备表土段施工准备工作主要包括以下内容：(1)充分做好施工前的准备工作，技术主管要组织人员逐项检查及验收准备工作，对于不具备条件的井筒不予施工。(2)施工组织设计是指导施工和组织施工的重要技术文件，不能马虎从事。(3)修补井壁，进行井壁的注浆封水。(4)基岩段施工准备及时下井，尤其是综合机械话准备配套使用。(5)充分进行技术交底，明确岗位责任制。(6)充分做好物资供应工作。3.3基岩掘砌3.3.1作业方式 根据风井井筒直径，基岩段深度，围岩性质，涌水量大小以及凿井设备，供应材料，施工队伍素质，施工习惯等，在井筒基岩段施工过程中，采用短段掘砌混合作业方式，掘砌段高为3.3m，使用中深孔爆破。正常基岩段深为3.1m，含水层基岩段眼深为3.1-3.3m,使用FJD-6.7型伞钻凿岩，中心回转式抓岩机装岩，3.3m段高的整体平行刃角金属摸板，地面四台稳车悬吊。为加快施工速度，保证工程质量，可取设计指标为90m/月。3.3.2钻眼爆破工作3.3.2.1钻眼工作根据井筒直径较大（D*m）炮眼较深，（进度指标深度较高的特征，决定选用伞钻打眼。伞钻选用FJD-6.7型(宣化采掘机械厂生产)，同时配套YGZ90型凿岩机。另外由于伞钻不能打周边眼，可再增设YT26型气腿式凿眼机以辅助打周边眼。凿井井架选用IVG型。表32凿岩钻架主要技术特征技术特征单位数量技术特征单位数量支撑臂个数个3最大耗风量m/min60支撑范围(直径)M6.628.6动臂工作范围水平摆角度120垂直深度m1.648.5动臂个数个6收拢后外形尺寸高m6.5外圆直径m1.7推进流程M4总重量kg7000表3-3凿岩机技术规格表名称技术特征*机重(kg)凿眼直径(mm)凿眼深度(m)汽缸直径(mm)*3.3.2.2爆破工作： 爆破条件：井筒深度为*,井筒直径为*m，掘进直径为*m，掘进断面积为*m。另外，该风井所处井田的瓦斯浓度在可允许的安全范围内，涌水情况方面，基岩段不超过*m/h，最小涌水量为*m/h，所爆破的基岩的岩性中普氏系数f*. 爆破参数的确定:(1)炮眼深度：lLN*n* 式中L 巷道计划月进尺，m N 每月实际用于掘进作业的天数， n 每日完成的掘进循环数 炮眼利用率，一般取0.850.9 正规循环率，一般取0.850.9 带入数据得：L* (2)由于l*m 3.5m,其属于地下中深孔爆破，根据其性可选药卷直径为35mm,根据药卷直径比炮眼直径小58mm，选炮眼直径为55mm，采用耳阶同深直眼掏槽，崩落眼的原药卷35*400*500,改成42mm药卷，周边眼仍采用35mm药卷。(3)炮眼数目的估计： 取*（个） (4)炮眼布置： 掏槽型式及其参数的确定由于炮眼较深，岩性比较好，故采用两阶同深第一阶内分段掏槽型式。具体参数如下：第一阶掏槽眼：D= * mm ,E= * mm N = D/ E = * =*(个） 第二阶掏槽眼：D = * mm ,E=* mm N = D/ E= * (个)装药系数a = *，由于药卷改装，其长度由原来400mm变成了280mm，故每眼所用药卷个数为*卷，总耗药量为： = * (kg)第一阶掏槽眼底部装*卷，上部装*卷，中间堵炮泥长*mm。 崩落眼布置：根据井筒掘进直径和岩性，炸药性能及规格，布置两圈崩落眼比较合理，圈径分别为D = *mm，D = *mm .光面爆破层厚度为*mm 。 m = E/W =* 符合光爆要求，（在光面爆破中m = 0.8 1.0）。眼间距 E = * mm ，故崩落眼数目为： N = D/ E = *(个) N = D/ E = *(个)装药系数a = 0.56，故药卷个数为*卷，所以炸药耗药量为： = *=* (kg) 周边眼的布置：周边眼按光爆要求布置在轮廓线以内50mm的线上，故取圈径D = 8400mm。眼间距E = 600mm，所以眼数为： N = D/ E = 3.14*8400/600 = 44(个)周边眼按350g/m装药，即每眼装药卷个数为2个，故炸药消耗量为 Q = 44 * 2 * 0.5 = 44(kg)故工作面总炮眼数目为： N = N+ N+ N+ N+ N = 5 + 12 + 18 + 25 + 44 = 104（个）一茬炮设计炸药消耗量Q = + + Q = *(kg)一茬炮定额炸药消耗量Q = * =*(kg)综合比较设计炸药消耗量与定额炸药消耗量相差不大， 故该设计比较合理。预期爆破效果：1） 一循环工作面进尺： 3.10.85=2.635m 2） 一循环的岩石实体量：56.72.635=149.4m3） 炸药单耗量：271/149.4=1.1.81kg/m4） 每米井筒炸药消耗量：271/2.635=102.8kg/m5） 一循环炮眼消耗量：3.317+3.187=325.8m6） 每米井筒炮眼消耗量：325.8/2.635=123.6 m/m 7） 雷管单耗量：（104+6）/135=0.81 （发/m）8） 每米井筒雷管消耗量：（104+6）/2.635=41.7（发/m）. 编制爆破图表根据上述计算，该井筒穿过f=810的岩层时其爆破图表为爆破初始条件表3-4，爆破参数表3-5，预期爆破效果表3-6，炮眼布置图3-1表3-4 爆破原始条件名称单位数量名称单位数量掘进断面积m*工作面涌水情况m/h*炮眼深度M*工作面瓦斯情况高炮眼数目个*水胶炸药消耗情况kg*岩石坚固性系数*电雷管消耗量发*表3-5 爆破参数表圈别炮眼名称眼数个眼号角度眼深mm圈径Mm圈距Mm眼距mm装药量kg起爆顺序1一阶掏槽眼2二阶掏槽眼3崩落眼4崩落眼5周边眼合计*表3-6预期爆破效果名称单位数量名称单位数量炮眼利用率每循环炮眼总长度m每循环工作面进尺M每米井筒炮眼消耗量m/m炸药单耗量Kg/m雷管单耗量发/m 每米井筒炸药消耗量Kg/m每米井筒雷管消耗量发/m图3-1 炮眼布置图装药结构 为了缩短下药的时间，预先在地面将掏槽眼的炸药侧面切开装如内径为42mm，壁厚为0.9-1.3mm的聚乙烯管中，用炮棍挤压充满管体。管底用热粘合封闭。上部用木塞堵紧。周边眼将原有药卷装入内径为38mm的聚乙烯管中，采用空气柱装药。防止淤眼措施 为了防止扫眼后岩碴随水流入眼内堵塞炮眼，影响爆破效果，采用厚度为2mm 的钢板制成上、下外径分别为58mm和50mm，高为500mm的漏斗状套管，刮的下部80mm处套上厚度为10mm的胶环。伞钻打眼后立即将套管插入炮眼内，然后经套管扫眼和装药。 爆破网络 采用闭合反向并联爆破网络和380V的动力点为起爆电源，选用延时间隔为100ms的电雷管。 对与钻眼爆破工作组织，我们必须严格组织管理，提高操作技能，切实执行爆破图表的相关规定。 1)做好凿岩的准备工作，清理工作面底部浮矸，找准井筒中心，按图表规定量出圈距和眼距并标定眼位。 2)实行分区，分组定人、定机、定位，分片包干的劳工组织，掏槽眼和周边眼应分配技术比较熟练的工人完成。 3)各分组的凿岩顺序，各圈可同时进行，也可自井帮向井心推拢，视工作面同时作业台数而定，应、保证多机有条不紊，互不干扰。 4)严格按标记眼位开眼，始终保证钎子符合设计眼孔的方向，以免凿岩机前后左右摆动造成眼孔弯曲或偏斜，严格控制凿岩深度。 5)注意操作安全，防止吊筒撞人，断索和风管脱扣坏人等事故，提高个改善钻眼爆破工作和预防爆破事故的措施。3.3.3 装岩工作在该风井井筒施工中，采用的0.6 m的大抓岩机装岩。选择抓岩机可按以下程序选定。3.3.3.1抓岩能力P确定 (1)按一次爆破岩石量确定P P （1/41/5）Q ，m/h 注：Q = 式中：Q 一次爆破岩石量（松散）m l 炮眼深度 m 炮眼利用率 s 井筒掘进断面积 超挖系数（光爆系数为 1.0） K-岩石松散性系数 1.82.0 代入数据得： Q = 3.1*0.85*56.7*1.0*1.8 = 268.9 m 故P （53.867.2）m/h (2)根据装岩时间确定 P(Q-Q)/KT , m/h 式中： Q 清底矸石量，一般为1020m T 掘进循环中装岩时间，h，一般占循环时间的40%60%， 取45% K 第一阶段装岩时间系数0.650.8 代入数据： P（268.915）/0.8*45%*18 = 39.2 m/h在既能满足配套又符合装岩时间要求的情况下，可选择P = 50 m/h的装岩机。3.3.3.2抓岩机类型及斗容的确定 (1)斗容的确定： q = Pt/3600KgKm 式中：t第一阶段装岩时抓岩机抓取一次循环时间2535s Kg抓岩机 工作利用率与提升方式和速度、吊筒容积和数量，操作技术 等有关，一般取0.60.9 Km抓斗抓满系数，第一阶段抓岩时取1.01.1 代入数据得： q = 50*30/3600*0.75*1.05 = 0.529 m由此可选用标准容积取q = 1.0m 0.529 m的抓斗，既可选用一台中心回转式抓岩机HZ-10, 技术特征如下表3-7。表3-7 中心回转式抓岩机HZ-10技术特征抓斗容积/ m1.0抓岩能力/ m/h80抓斗质量/kg (4500)片数/mm8闭合直径/mm (2050)张开直径/mm (2640)进气管直径/mm 76(主进气管)提升机构提升能力/kN70提升速度/ m/s0.30.4卷筒容绳量/m93钢丝绳直径/mm18.5提升风马达功率/Kw36.78回转结构回转速度/ r/min23回转角度/ (度)360风马