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I 煤矿立井井筒施工组织设计毕业论文煤矿立井井筒施工组织设计毕业论文 目目 录录 第一章第一章 绪绪 论论 1 第二章第二章 矿区概况及井田地质特征矿区概况及井田地质特征 2 2 1 矿区概况 2 2 1 1 地理位置与交通 2 2 1 2 自然环境 2 2 1 3 矿井附近的工农业情况 4 2 1 4 水源 电源 劳动力及建材来源 5 2 2 井田地质特征 6 2 2 1 地层 6 2 2 2 构造 6 2 2 3 煤层及煤质 6 2 2 4 水文地质特征 10 2 2 5 瓦斯 煤尘和自燃 13 2 3 开采方法 14 第三章第三章 井筒特征井筒特征 15 3 1 主井 15 3 2 副井 16 3 3 风井 18 第四章第四章 支护设计支护设计 19 4 1 临时支护 19 4 2 永久支护 19 第五章第五章 施工方法及工作组织施工方法及工作组织 20 5 1 施工方案 20 II 5 2 施工方法 20 5 2 1 主井井筒掘进 20 5 2 2 休息硐室 23 5 2 3 坚硬岩石段施工 25 5 2 4 装岩 31 5 2 5 提升 排矸 31 第六章第六章 井筒施工辅助系统井筒施工辅助系统 32 6 1 提升 32 6 2 排水 32 6 3 通风 32 6 4 排矸 33 6 5 放炮电缆 34 6 6 通讯 信号 照明电缆 34 6 7 砌壁模板 34 6 8 混凝土输送 34 6 9 安全梯 34 6 10 工作组织和劳动力配备 34 第七章第七章 质量保证体系及技术措施质量保证体系及技术措施 36 7 1 施工质量检测及技术措施 36 7 1 1 质量标准 36 7 1 2 质量保证技术措施 37 7 2 安全技术措施 38 7 2 1 放炮 38 7 2 2 砼浇筑 41 7 2 3 提升与吊挂 42 7 2 4 通风 44 7 2 5 放坠物 44 III 7 2 6 防片帮 45 7 2 7 清底 46 7 2 8 打眼 46 7 2 9 其它 49 第八章第八章 矿井建设对环境的影响及主要防治措施矿井建设对环境的影响及主要防治措施 51 8 1 矿井建设对环境的影响 51 8 2 主要防治措施 51 8 2 1 大气污染防治 51 8 2 2 水污染防治 51 8 2 3 噪声防治 52 8 2 4 固体废物处理 52 8 2 5 地表塌陷防治 52 8 2 6 绿化 52 结结 论论 53 参考文献参考文献 54 致致 谢谢 55 xx 大学本科毕业设计 论文 第一章 绪论 0 第一章 绪 论 立井施工组织 就是对立井施工进行科学的 合理地组织 目前主要解决 的问题是如何在立井施工中充分有效地利用时间和空间 立井施工组织在立井 施工管理中有着非常重要的作用 这是由立井施工的特点决定的 立井井筒施工组织设计可以使井筒施工各方面的工作联系成一个有机的整 体 有条不紊地顺利进行 所以它是指导井筒施工的主要技术文件 是立井井 筒开工的必备文件之一 按煤炭部规定 没有批准的立井井筒单位工程施工组 织设计 立井井筒工程不得开工 经批准的立井井筒施工组织设计 可以作为 下列工作的依据 1 编写年度计划的依据 2 进行施工准备及安排施工任务的依据 3 组织劳动力 物资和设计图纸供应的依据 4 考核施工单位的依据 立井井筒施工组织设计的内容 应包括以下几个方面 1 工程概况 主要是立井井筒设计技术特征 工程量及施工条件 2 地质 水文条件 包括岩层特征 地质构造 水文条件等 3 施工方法的选择 详述施工方法 采用的施工技术 工艺 设备 辅助生产系统 4 施工技术措施 包括施工循环图表 爆破图表 支护方式选择 质 量标准及保证质量的技术措施 5 立井井筒施工准备期矿 土 安三类工程的统筹安排 人 财 物 的使用计划 井筒施工工期及工程排队 6 施工安全技术措施 主要是根据工程特征采用的灾害 事故预防措 施 水 火 瓦斯 冰冻 片帮 坠落 重大机电事故的预防措施 和综合防 尘 7 提高功效 降低消耗的措施 8 劳动组织形式及劳动力的配备 xx 大学本科毕业设计 论文 第一章 绪论 1 9 主要技术经济指标 xx 大学本科毕业设计 论文 第二章 矿区概况及井田地质特征 0 第二章 矿区概况及井田地质特征 2 1 矿区概况 2 1 1 地理位置与交通 阳泉市保安煤炭集团有限责任公司位于山西省阳泉市正南 2km 处 行政区 划属阳泉市郊区义井镇管辖 井田位于阳泉市郊区义井镇南庄村 平定镇后沟 村 冶西镇西坡村一带 地理坐标为东经 113 30 53 113 35 04 北 纬 37 47 49 37 50 27 井田东西宽约 3 7km 南北长约 3 8km 矿区有铁路专用线在白羊墅车站与石太线铁路接轨 全长 7 5km 阳 泉 市 平 定县 二级公路从南庄工业广场东北方向 1 5km 处通过 与阳泉市南 外环路相接 保安煤炭集团有限责任公司煤矿居住区东距阳泉市南外环路仅 300m 由南外环路可与 307 国道相连 太 原 旧 关 高速公路在保安煤 炭集团有限责任公司煤矿东西两侧 8 10km 分别有平定和坡头两个出入口 经 太旧高速公路可通往河北 山东等地 石 家庄 太 原 铁路从保安煤炭集 团有限责任公司煤矿北边 3km 处 阳泉东站 通过 交通十分便利 见交通位 置图 2 1 2 自然环境 1 地形地貌 井田位于太行山中部西侧 亦即山西高原东部之山岳丘陵地带 地表基岩 广泛出露 经长期风化剥蚀 梁岭连绵 沟谷纵横 形成侵蚀型低山丘陵地貌 总的地势为西高东低 地形最高点位于井田西南部 海拔 1136 6m 最低点位 于井田东北部 海拔 708 0m 地形相对高差 428 6m xx 大学本科毕业设计 论文 第二章 矿区概况及井田地质特征 1 xx 大学本科毕业设计 论文 第二章 矿区概况及井田地质特征 2 2 河流水系 xx 大学本科毕业设计 论文 第二章 矿区概况及井田地质特征 3 井田内没有大的河流 仅有一些季节性溪流 向北汇入桃河支流西峪河 3 气象地震 据统计资料 阳泉地区 1955 1990 年平均降水量为 566mm 最高年降水量 为 886 4mm 最低年降水量为 240 4mm 降水多集中在每年的七 八 九三个 月 占全年的总降水量的 74 98 多年平均蒸发量为 1885 9mm 最大可达 2381 9mm 最小为 1319 1mm 蒸发量大于降水量 2 3 倍 属于大陆性半干旱气 候 年平均气温为 10 7 一月份最低 平均为 4 极端最低气温为 25 七月份最高 平均 24 3 极端最高气温为 40 2 区内春冬季节多西北风 夏季多东南风 秋季多西风 风速历年平均为 1 7m s 瞬时最大风速为 35m s 1989 8 24 历年平均绝对湿度为 8 9 毫巴 最低为 1 毫巴 根据中国地震动参数区划图 GB18306 2001 本井田地震动峰值加速度 为 0 1g 地震烈度属 VII 度区 2 1 3 矿井附近的工农业情况 井田东邻南庄村煤矿 南接阳泉矿务局五矿 苇池煤矿 西与大阳泉煤矿 相连 西北部为神峪 大阳泉煤矿 东北部为煤层露头及古空区 见四邻关系 图 xx 大学本科毕业设计 论文 第二章 矿区概况及井田地质特征 4 阳泉市保安煤炭集团有限责任公司煤矿四邻关系图阳泉市保安煤炭集团有限责任公司煤矿四邻关系图 2 1 4 水源 电源 劳动力及建材来源 矿井用水生活用水由阳泉市自来水公司直接供给 工业用水为井下排水 完全满足矿井生产 生活需要 矿井采用双回路供电 一路来自何坡电厂 另一路来自阳泉变电站 矿区 位于太行山中部西侧的人口稠密区 劳动力资源比较丰富 土产建筑材料砖 瓦 石子和料石均可就地供应 钢材 木材和水泥等物资可经公路及铁路直接 运至矿井工业广场 xx 大学本科毕业设计 论文 第二章 矿区概况及井田地质特征 5 2 2 井田地质特征 2 2 1 地层 井田位于沁水煤田阳泉矿区东南部边缘 地表基岩大面积出露 结合钻孔 揭露情况 本井田主要含煤层为石炭系中统本溪组 C2b 上统太原组 C3t 和二叠系下统山西组 P1s 下统下石盒子组 P1x 上统上石盒子组 第四 系中上更新统 Q2 3 全新统 Q4 2 2 2 构造 井田位于沁水坳陷东部边缘的北段 通过地表露头 钻孔及巷道揭露 井 田内地层倾向多变 总体倾向北西 倾角不大 一般在 5 左右 局部呈小园 丘形或马鞍形的小褶曲 形成幅度不大的波状起伏 断层规模不大 一般落差 10m 以内 走向以北东向为主 少数为北西向 井田内陷落柱较发育 2 2 3 煤层及煤质 煤层 一 含煤性 1 山西组 P1s 为本井田主要的含煤地层之一 含煤 5 层 分别为 1 2 3 5 6 号 其 中 3 6 号煤层为较稳定的局部可采煤层 其余均为不可采或零星可采煤层 本组厚 42 0 72 0m 平均厚 56 68m 含煤平均总厚度 3 25m 含煤系数为 5 7 2 太原组 C3t 是本井田主要含煤地层 为一套海陆交互含煤地层 含煤 7 层 分别为 8 9 10 11 12 13 15 号煤 其中 12 号煤较稳定 大部可采 15 号煤全 区稳定可采 其余为零星可采和不可采煤层 本组厚 116 8 139 0m 平均厚 121 25m 含煤平均总厚 8 40m 含煤系数为 6 9 二 可采煤层 井田内可采煤层和局部可采煤层为山西组 3 号 6 号和太原组 12 号 15 xx 大学本科毕业设计 论文 第二章 矿区概况及井田地质特征 6 号煤层 详见表 2 1 现分述如下 1 3 号煤层 煤层厚度 0 3 60m 平均 1 29m 据钻孔和井下开采资料 井田北部及东北部大面积剥蚀 井田南部基本不可采 该煤层为较稳定的局部 可采煤层 已基本采空 2 6 号煤层 上距 3 号煤 21 82m 左右 为井田主要可采煤层之一 煤层 厚度 0 1 80m 平均 1 26m 煤层结构简单 为较稳定的局部可采煤层 已基 本采空 目前已停采 3 12 号煤层 上距 6 号煤层 58 99m 距 K4石灰岩 8 7m 左右 下距 K8石 灰岩 5 87m 左右 煤层厚度 0 18 2 57m 平均 1 32m 煤层层位稳定 结构较 简单的大部可采煤层 4 15 号煤层 上距 12 号煤 44 26m 左右 距 K2石灰岩 12 14m 左右 下 距 K1砂岩 8 15m 左右 为本井田的主要可采煤层 煤层厚度 5 20 6 63m 平 均 5 83m 层位稳定 全区可采 结构较简单 含 0 3 层夹石 夹石厚 0 02 0 47m 表表 2 12 1 可采煤层特征表可采煤层特征表 煤层厚度 m 顶底板岩性 煤 层 编 号 最大 最小 平均 煤层间距结构 稳定 程度 可采性 顶板底板 3 03 60 1 29 简单较稳定 局部 可采 砂质泥岩 泥岩 砂质泥岩 细砂岩 17 3624 56 21 82 6 0 1 80 1 26 简单较稳定 局部 可采 砂质泥岩 细砂岩 砂质泥岩 泥岩 石灰岩 55 2762 49 58 99 12 0 182 57 1 32 较简单稳定 大部 可采 砂质泥岩 中砂岩 砂质泥岩 泥岩 石灰岩 15 5 206 63 5 83 38 5649 21 44 26 较简单稳定 全区 可采 砂质泥岩 细砂岩 砂质泥岩 细砂岩 xx 大学本科毕业设计 论文 第二章 矿区概况及井田地质特征 7 三 煤层对比 主要采用标志层 层间距 煤层 古生物以及相旋回等综合对比方法 山西组属陆相沉积 沉积旋回和标志层不够明显 煤层厚度变化大 所以 煤层对比太原组困难 6 号煤是该组最底部的一层煤 它位于 K7砂岩之上 煤 层厚度变化较大 当煤层厚时易于识别 煤层变薄时主要依靠其上 下层位推 定 3 号煤距 6 号煤 21 82m 左右 如煤层发育 2 3 4 号煤同时存在 可依 3 号煤特定位置来确定 因它下距 4 号煤 10 49m 左右 上距 2 号一般 16 75m 左右 加之 3 号煤厚度较大 结构简单 对比中一般较易确定其层位 太原组由于沉积旋回和标志层明显 所以煤层也易于对比 15 号煤位于四 节石灰岩下 12 14m 左右 以其本身厚度大 结构复杂为特征而区别于其它煤 层 12 号煤位于猴石灰岩与钱石灰岩之间 厚度较大 一般含一层夹矸 容易 对比 13 11 号煤分别位于钱石灰岩下 猴石灰岩下 在对比上是十分标志的 8 9 号煤是太原组变化较大的煤层 但它们也有一些对比特征 9 号煤位于第 一砂岩 K5 与第二砂岩 K6 之间 8 号煤是太原组最上部的一层煤 由于 它位于 K7砂岩之下 第二砂岩 K6 之上 因而对比的依据是较充分的 总之 各煤层对比可靠 煤质 一 物理性质及煤岩特征 本井田各煤层的颜色多为黑 灰黑色 条痕黑 灰黑色 强玻璃光泽或似 金属光泽 均一条带状结构 块状或层状构造 参差状断口 性脆 内生裂隙 发育 裂隙内多被钙质充填 各煤层的可磨性 热稳定性较好 抗碎强度较高 宏观煤岩类型以半亮型为主 少量为光亮型或暗淡型 煤岩组分多以亮煤 为主 暗煤次之 夹有镜煤条带和少量丝炭 15 号煤层含有黄铁矿结核 二 化学性质 1 3 号煤层 水分 Mad 原煤 0 78 2 69 平均 1 74 浮煤 0 77 2 72 平均 1 71 xx 大学本科毕业设计 论文 第二章 矿区概况及井田地质特征 8 灰分 Ad 原煤 10 11 26 47 平均 16 01 浮煤 5 51 9 91 平均 6 78 挥发分 Vdaf 原煤 6 45 11 27 平均 9 01 浮煤 5 75 9 38 平均 7 25 全硫 St d 原煤 0 39 0 45 平均 0 42 发热量 Qgr d 原煤 23 85 32 40MJ kg 平均 29 07MJ kg 3 号煤为特低灰 中灰 特低硫 中热值 特高热值之无烟煤 2 6 号煤层 水分 Mad 原煤 0 40 1 80 平均 0 92 浮煤 0 82 2 99 平均 2 01 灰分 Ad 原煤 6 74 39 75 平均 14 78 浮煤 5 24 10 76 平均 7 04 挥发分 Vdaf 原煤 7 21 14 03 平均 9 78 浮煤 7 01 9 04 平均 8 02 全硫 St d 原煤 0 53 0 97 平均 0 63 发热量 Qgr d 原煤 22 76 32 76MJ kg 平均 29 11 MJ kg 6 号煤为特低灰 高灰 特低硫 低硫分 中热值 特高热值之无烟煤 3 12 号煤层 水分 Mad 原煤 0 90 3 11 平均 2 01 xx 大学本科毕业设计 论文 第二章 矿区概况及井田地质特征 9 浮煤 1 16 2 98 平均 1 98 灰分 Ad 原煤 7 34 26 80 平均 14 11 浮煤 5 79 10 01 平均 7 56 挥发分 Vdaf 原煤 7 96 11 03 平均 9 01 浮煤 6 71 9 18 平均 7 76 全硫 St d 原煤 1 98 2 12 平均 2 06 发热量 Qgr d 原煤 23 96 31 49MJ kg 平均 29 78 MJ kg 12 号煤为特低灰 中灰 中分硫 中热值 特高热值之无烟煤 4 15 号煤层 水分 Mad 原煤 1 27 3 40 平均 2 24 浮煤 1 18 3 55 平均 2 37 灰分 Ad 原煤 8 97 20 01 平均 13 64 浮煤 4 27 6 98 平均 5 61 挥发分 Vdaf 原煤 7 01 9 00 平均 8 01 浮煤 6 18 7 40 平均 6 79 全硫 St d 原煤 0 90 1 34 平均 1 09 发热量 Qgr d 原煤 26 77 32 47 MJ kg 平均 29 01 MJ kg 15 号煤为特低灰 中灰 低硫分 中硫分 高热值 特高热值之无烟煤 xx 大学本科毕业设计 论文 第二章 矿区概况及井田地质特征 10 2 2 4 水文地质特征 一 地表迳流 井田内地形坡陡 沟深 无常年性水流 各沟谷中仅雨季时有季节性水流 一般干涸 对矿井的开采影响不大 二 含水层 1 奥陶系中统石灰岩含水层 为煤系地层之基盘 厚层状石灰岩为主 据精查勘探资料 地下水位埋藏 甚深 其水位标高在 421 448m 左右 溶洞非常发育 渗透系数为 0 9 2 4m d 单位涌水量 0 5 2 5L s m 其水质多为碳酸盐类钙镁水 2 石炭系中统太原组砂岩 灰岩含水层 顶部砂岩厚度变化较大 胶结性良好 富水性较差 三层石灰岩层位稳定 裂隙较发育 其中 K2石灰岩厚度最大 平均 4 89 为井田内主要含水层之一 据精查勘探 K2 K3灰岩抽水资料 单位涌水量 0 0005 0 054L s m 渗透系 数为 0 021 0 18m d 水位标高 624 727m 富水性弱 3 山西组砂岩含水层 本组含砂岩 2 3 层 砂岩厚度变化大 一般胶结较致密 富水性弱 据 精查勘探资料 其单位涌水量为 0 0003 0 0045L s m 渗透系数为 0 001 0 5m d 水位标高为 723 86m 水质为重碳酸盐 钠钾水 属弱含水层 4 石盒子组砂岩含水层 主要为砂岩裂隙含水层 较稳定者为标志层砂岩即 K8 K9 K11 K12砂岩 井田内出露广泛 砂岩裂隙较发育 胶结致密 富水性弱 单位涌水量 0 00018 0 024L s m 渗透系数为 0 0011 0 146m d 5 基岩风化带裂隙含水层 接近地表的基岩风化带 节理裂隙比较发育 容易接受大气降水的补给 在低洼处形成季节性泉水 6 第四系河床冲积含水层 xx 大学本科毕业设计 论文 第二章 矿区概况及井田地质特征 11 主要分布于河床中 由砂砾 砂土层组成 含水较丰富 水质良好 为井 田内主要含水层 富水性随季节性变化大 补给来源主要为大气降水 据精查 勘探资料 单位涌水量 3 30 4 50L s m 渗透系数 20 60m d 富水性较强 该含水层是阳泉地区目前主要供水水源之一 三 隔水层 1 石炭系上统太原组底部及中统本溪组泥岩 铝质泥岩隔水层 本溪组主要岩性为铝土质页岩 泥岩 均为隔水层 厚度为 42 8 53 4m 平均为 49 6m 与奥陶系碳酸盐岩类岩溶含水层组呈平行不整合 接触 隔断了奥灰岩溶裂隙含水层组对上覆煤层的影响 2 二叠系砂岩含水层间泥质岩隔水层 主要由塑性的泥岩 铝质泥岩及砂质泥岩等构成 单层厚度 2 米至数十米 其中以上 下石盒子组分界处铝质泥岩最厚 各隔水层呈层状分布于各含水层 间 阻隔了含水层间的水力联系 综合确定 井田水文地质条件简单 四 充水因素 根据井田水文地质条件 矿井充水因素主要有以下几个方面 1 含水层 影响煤层开采的直接充水含水层主要为 K2 K3 K4石灰岩 K7砂岩及 3 号煤顶部砂岩 这些含水层均为局部含水 多在向斜轴部 低凹部 位 裂隙发育的破坏带富水性较强 如 98 年 5 月份 8602 工作面回采 28m 发生涌水 两天排出水量 1000m3 又如 2002 年 2 月份在回采 8806 工作面时发 生涌水 涌出量达 30m3 h 在埋藏浅处 风化裂隙极易接受地表水及大气降水补给 通过顶板向煤层 渗漏 特别是在本井田北部及东北部 各煤层均有出露 各含水层埋藏较浅 补给条件方便 含水较丰富 对煤层的开采有一定的影响 保安煤炭集团有限 责任公司煤矿 1982 年 12 月 3 号煤西下山 3202 回采工作面发生突水事故 就 是当工作面初采 30 40m 时 3 号煤顶板垮落 顶板砂岩水涌入工作面所致 2 废弃古空 小窑积水 在井田北部 东北部 分布有大小古窑十多处 这些古窑原来都存有大量 xx 大学本科毕业设计 论文 第二章 矿区概况及井田地质特征 12 的积水 经过几十年的开采 这些古空已大多揭露 已基本不存在突水危险 但这些古空分布在煤层露头线附近 埋藏较浅 极易接受地表水 大气降水的 补给 对煤矿开采造成一定影响 目前保安煤炭集团有限责任公司煤矿井下涌 水约一半以上来自古空水 3 奥陶系石灰岩含水层 据精查勘探资料 奥灰水水位标高在 421 448m 本井田 15 号煤最低底板 标高为 470m 各煤层均处于奥灰水位之上 不存在奥灰突水危险性 4 第四系河床冲积层 该含水层一般在河床发育良好 由于本井田内分布范围较小 故对本井田 不造成影响 5 上层煤采空区积水 保安煤炭集团有限责任公司煤矿 3 6 12 号煤均已大面积采空 上层煤 采空区积水 特别向斜轴部 是该矿的主要水患之一 应引起重视 该矿 1988 年 12 月 6 号煤三采区 6305 工作面发生突水事故 就是上部 3 号煤采空区积 水所致 目前 本井田主采 12 15 号煤 12 号煤和 6 号煤层间距平均 58 99m 12 号煤导水裂隙带高度 30m 所以 6 号煤老空积水对 12 号煤回采一般不造成突水 影响 如遇特殊情况 断裂构造 采空区大面积塌陷 将会产生较大影响 12 号与 15 号煤层间距 45 50m 15 号煤导水裂隙带高度 50m 因此 12 号老空 积水对 15 号煤回采有重大影响 也是本井田主要水患之一 6 构造对水文地质条件的影响 井田内断层少 且断距小 对各含水层间的相互联系影响是很微小的 井 田内陷落柱较发育 据煤矿生产实际情况 井巷揭露陷落柱或断层时 一般无 水 仅个别有少量渗水现象 可以认为本井田的陷落柱一般不导水 另外 向 斜轴部也有利于地下水的汇集 五 矿井涌水量 本矿井为 710 和 594 两个开采水平 其中 710 水平所采 3 号 6 号煤全部 12 号煤 1 5 采区现已都采空 所有 710 采空区积水沿排水渠汇入 594 水平中央 xx 大学本科毕业设计 论文 第二章 矿区概况及井田地质特征 13 水仓 594 水平所采 12 号煤五 六采区 15 号煤八 九采区 其中 15 号煤采 空区积水沿排水渠汇入 594 水仓 汇入水仓的水渠中设观测点 历年来的涌水 量一般为 2500m3 d 通过多年的观测 矿井涌水量与地面降雨量 开采面积 开采深度的关系 比较密切 其中 3 6 号煤层都有露头 降雨量大时 补给量也大 则涌水量 大 而 12 15 号煤层因埋藏深 采空区积水主要为岩层裂隙水 与降水量关 系不大 六 供水水源 目前保安矿生活用水由阳泉市自来水公司直接供给 工业用水为井下排水 完全满足矿井生产 生活需要 2 2 5 瓦斯 煤尘和自燃 一 瓦斯一 瓦斯 保安煤炭集团有限责任公司煤矿每年都进行瓦斯鉴定 近几年的鉴定结果 如下 表 2 2 表表 2 22 2 保安煤矿瓦斯鉴定结果表 保安煤矿瓦斯鉴定结果表 20032003 20082008 年 年 年份绝对涌出量 m3 min 相对涌出量 m3 t 200387 128 73 200486 2922 3 200596 5522 53 200610639 99 2007111 3623 91 2008113 4825 43 根据以上结果 保安煤炭集团有限责任公司煤矿属高沼气矿井 该矿 1991 年 11 月 14 日 6 号煤四采区 6314 掘进工作面正巷发生瓦斯爆炸 另外随着煤 矿开采深度的延深及开采规模的扩大 瓦斯含量有增大的可能 故在今后开采 过程中要加强瓦斯监测工作 该矿现有瓦斯抽放站 对瓦斯能源加以利用 xx 大学本科毕业设计 论文 第二章 矿区概况及井田地质特征 14 二 煤尘爆炸性 根据以往煤矿安全指标鉴定报告 3 6 号煤层 煤尘爆炸指数均小于 10 结论为井田 3 6 号煤层无爆炸危险性 2004 年 9 月 山西省煤炭工业局 结合测试中心对 12 15 号煤层进行安全指标鉴定 结果火焰长度 加岩粉量 均为 0 为不具爆炸性煤尘 三 煤的自燃 根据山西省煤炭工业局综合测试中心 2004 年 9 月检验报告 保安煤矿 12 15 号煤层自燃等级均为 级 属不易自燃煤层 在矿井实际生产中 除 1996 年 6 月 15 日七采区顺槽巷道遇断层后停止掘送 因密闭不严而发生自燃 外 其他煤层均没有发生自燃现象 阳泉矿区其他矿 15 号煤层发生过自燃现 象 2 3 开采方法 保安煤矿目前开采 12 15 号煤层 开拓方式的立井盘区式 12 号煤采用走 向长壁高档机采 15 号煤采用走向长壁低位综采放顶煤回采工艺和炮采放顶煤 以及残留煤房柱式穿采 煤层顶板支护采用梯形木棚 铁棚 锚杆 锚索等 顶板管理为全部陷落 法 影响煤层开采的地质因素主要为局部小构造 其中以陷落柱为主 给煤层 开拓布置带来一定困难 xx 大学本科毕业设计 论文 第三章 井筒特征 0 第三章 井筒特征 在矿井开拓方式确定以后 还应对矿井主要井筒 包括主井 副井 风井 的横断面布置形式 井筒装备 井筒断面尺寸 井筒支护材料等特征进行说明 表表 3 3 1 1 井筒特征井筒特征 井筒名称主井副井风井 X m 39465058 19539464988 9639465115 8275 Y m 3755633 7153755585 853754120 898井口坐标 Z m 390370150 用途提煤提料 矸 人 进风回风 提升设备6t 箕斗1t 双层四车罐笼 井筒倾角 909090 断面形状圆圆圆 支护方式混凝土砌碹壁混凝土砌碹壁混凝土砌碹壁 井筒壁厚 mm 基岩段 350 冻结段 700 基岩段 400 冻结段 800 300 提升方位角 175175 井筒深度 m 390 3370 3150 3 净 m219 628 312 6 断面积 掘 m225 536 316 6 3 1 主井 主井主要用于提煤 井筒直径 5 0m 采用 6t 多绳摩擦式提煤箕斗进行煤 炭提升 支护材料 基岩段采用单层砼结构 冻结段采用双层砼结构 井壁厚 度 基岩段 350mm 冻结段 700mm 井筒装备有钢丝绳罐道 井深 390 3m xx 大学本科毕业设计 论文 第三章 井筒特征 1 主井井筒断面布置如下 图图 3 3 1 1 主井断面布置图主井断面布置图 3 2 副井 主要用于升降人员 设备 材料及提升矸石等 并兼作通风 排水 为防 止断绳事故 设有防坠器 井筒净直径 6 0m 支护材料 基岩段采用单层砼结 构 冻结段采用双层砼结构 井壁厚度 基岩段 400mm 冻结段 800mm 井筒 内装备有钢丝绳罐道 梯子间 电缆线和水管管道等 井深为 370 3m 副井井筒断面布置如下 1450 570 2100 2010 560 2300 1300 5000 350 主井断面图 xx 大学本科毕业设计 论文 第三章 井筒特征 2 图图 3 3 2 2 副井断面布置图副井断面布置图 副井风速校核 3 max Q VV MS 1 式中 通过井筒的风速 m s V 通过井筒的风量 m3 s Q 井筒净断面积 m2 S 井筒的有效断面系数 圆形井取 0 8 M 副井断面图 6000 xx 大学本科毕业设计 论文 第三章 井筒特征 3 安全规程 规定的允许最大风速 max V 由此 3692 0 8 28 27 60 V 2 72m s 8m s 所以井筒选择符合要求 3 3 风井 风井主要用于回风兼作矿井的安全出口 配备有梯子间及管路 电缆等 采用砼支护 井壁厚度为 300mm 井深 150 3m 风井井筒断面布置如下 风井断面图 xx 大学本科毕业设计 论文 第三章 井筒特征 4 图图 3 3 3 3 风井断面布置图风井断面布置图 xx 大学本科毕业设计 论文 第四章 支护设计 0 第四章 支护设计 基岩段 675m 掘进荒径为 7 0m 穿过的岩层以砂质泥岩 泥岩 砂岩 灰岩为主 施工方案采用立井机械化配套设备 短段掘砌混合作业方式 段高 5 2m 当过软岩及破碎带时采用单锚或锚网临时支护 确保施工安全 根据设计井筒基岩段支护为 4 1 临时支护 根据施工所揭露的岩石条件 当井筒施工时 围岩稳定性较差时 采用单 锚或锚网临时支护 18 1800mm 普通树脂锚杆 间排距 800 800mm 6 钢 笆网 网孔为 80 80mm 休息硐室施工时 采用单锚或锚网临时支护 18 1800mm 普通树脂锚杆 间排距 600 600mm 6 钢笆网 网孔为 80 80mm 视围岩状态决定是否进行喷浆 4 2 永久支护 素砼支护 井壁厚度 T 500mm 砼强度为 C70 采用当地水泥厂生产的 P42 5 级普通硅酸盐水泥 粗骨料石子直径为 20 40mm 中粒河砂 配比严格 按照经实验室确认的配合比现场配制 当井筒穿过稳定性较差的岩层及煤系地层时 可根据实际情况采取加强 支护 在软弱段采用锚网加砼碹支护 砌壁采用金属整体下移模板 模板全高 5 3m 有效高度 4 9m 接茬采用 砼 风动振动器捣固 模板采用 2 台稳车单独悬吊 砼在地面布置砼搅拌站制作 采用159 6 溜灰管输送砼 后期设缓冲 器 缓冲器下端三叉分灰器接钢丝软带流入模板内 在模板上搭设工作台 均 匀对称流入模板 使用风动振动器捣固 砼标号为 C70 水泥采用当地生产的 P42 5 级硅酸盐水泥 粗骨料石子直 径为 20 40mm 中粒河沙 参考配合比 水泥 砂 石子 1 1 8 3 49 重量 比 水灰比 0 51 重量比 xx 大学本科毕业设计 论文 第五章 施工方法及工作组织 0 第五章 施工方法及工作组织 5 1 施工方案 采用立井机械化配套设备 短段掘砌混合作业方式 段高 5 2m 当过软 岩及破碎带时采用单锚或锚网临时支护 确保施工安全 5 2 施工方法 5 2 1 主井井筒掘进 1 掘进 钻眼爆破 采用 SGZ 6 7 型 6 臂伞钻打眼 中深孔光面爆破 电雷管配 合导爆管起爆 炸药选用水胶炸药 起爆电源为 380V 交流电 2 爆破图表 f 4 6 荒径7 0m 1 炮眼深度 眼深度取 4 1m 炮眼利用率按 92 5 计 循环进尺为 3 8m 2 炮眼布置及数量 井筒掘进荒径7 0m 采用一二阶直眼掏槽方式 一阶掏槽眼 掏槽眼深 4 3m 圈径取 1 1m 眼数 5 个 眼距 550mm 每 眼装药 5 卷 二阶掏槽眼 眼深 4 3m 圈径取 1 9m 眼数 8 个 眼距 727mm 每眼装 药 5 卷 一圈辅助眼 眼深 4 1m 圈径取 3 1m 眼数 11 个 眼距 854mm 每眼装 药 4 卷 二圈辅助眼 眼深 4 1m 圈径取 4 5m 眼数 18 个 眼距 864mm 每眼装 药 4 卷 三圈辅助眼 眼深 4 1m 圈径取 5 9m 眼数 27 个 眼距 765mm 每眼装 药 4 卷 周 边 眼 眼深 4 2m 圈径取 7 0m 眼数 30 个 眼距 708mm 每眼装 药 3 卷 xx 大学本科毕业设计 论文 第五章 施工方法及工作组织 1 表表 5 15 1 基岩段爆破原始条件基岩段爆破原始条件 瓦斯情况掘进断面 38 5m2 普氏系数f 4 6钻眼机具FJD 6 型伞钻 炸药类别矿用水胶炸药雷管类别 毫秒延期电雷管 半秒延期导爆管 3 装药 联线 取岩石硬度系数 f 4 6 单位原岩炸药消耗量小于 1 87kg m3控制 选用水胶炸药 规格为45 400mm 每卷重 800 克 以此确 定各炮眼装药量 装药结构为连续偶合装药 反向爆破 联线方式为大并联 附爆破图表 xx 大学本科毕业设计 论文 第五章 施工方法及工作组织 2 图图 5 15 1 炮眼布置图炮眼布置图 表表 5 25 2 基岩段爆破参数图表基岩段爆破参数图表 装药量 kg 序号炮眼名称 眼深 m 圈径 m 眼数 个 眼距 mm 卷 孔小计 起爆顺 序 联线 方式 备注 1 6一阶掏槽 4 31 15550525 7 14二阶掏槽 4 31 98727540 15 27一圈辅助 4 13 111854444 28 44二圈辅助 4 14 518864472 大并 联 f 4 6 选用 45 400mm 水胶药卷 0 8kg 卷 采用反向装 xx 大学本科毕业设计 论文 第五章 施工方法及工作组织 3 45 67三圈辅助 4 15 727765381 68 97周边眼 4 26 930708390 合计 25 1 23 2994468 352 卷 281 6kg 药 如岩性变化 可适当调整爆 破参数 表表 5 35 3 预期爆破效果表 预期爆破效果表 f 4f 4 6 6 序 号 名 称单位数量 1 炮眼深度 m4 1 2 炮眼利用率 92 5 3 循环进尺 m3 7 4 每循环爆破实体岩石 m3142 45 5 每循环炸药消耗量 kg281 6 6 每循环雷管消耗量发 m 99 7 单位原岩炸药消耗量 kg m31 97 8 每米井筒炸药消耗量 kg m76 11 9 每循环炮眼长度 m401 9 10 爆破正规循环率 90 11 月爆破循环次数个 月 23 3 过风化基岩及稳定性较差的岩层时 根据揭露岩石具体情况确定爆破循 环进尺 编制专项爆破说明书 5 2 2 休息硐室 1 钻眼掘进 当井筒施工距休息硐室顶板 1m 位置时 出矸清底 再放一炮后 出碴到 休息硐室底板位置 休息硐室采用普通爆破法施工 钻眼爆破采用 YT 28 型风 钻打眼 光面爆破 电雷管起爆 炸药选用水胶炸药 起爆电源为 380V 交流 电 全断面一次起爆 休息硐室开挖前 井壁裸露部分用锚网临时支护 开挖 xx 大学本科毕业设计 论文 第五章 施工方法及工作组织 4 时采用放小炮的办法 打眼时控制眼深不超过 1 5m 装药前必须先试用吹风管 把炮眼内岩粉吹净 再将药卷轻轻推入眼内 并使药卷与药卷之间紧密接触 然后用炮泥封好炮眼 炮泥长度不能低于炮眼深度的 1 3 放炮后工班长必须 指定专人观山 找顶 然后及时进行锚网临时支护 打锚杆时 锚杆角度与巷 道轮廓线或岩面夹角不能小于 75 度 锚杆盘紧贴岩面 金属网搭接 100mm 搭 接处用 10 号铁丝捆绑结实 打眼时要做好自保互保 2 爆破图表 f 4 6 炮眼深度 眼深度取 1 5m 炮眼利用率按 87 计 循环进尺为 1 3m 装 药 联线 取岩石硬度系数 f 4 6 单位原岩炸药消耗量小于 1 69kg m3控制 选用水胶炸药 规格为35 400mm 每卷重 0 43kg 以此确定各炮眼装药量 装药结构为连续偶合装药 正向爆破 联线方式为大串联 附爆破图表 表表 5 45 4 爆破原始条件爆破原始条件 瓦斯情况掘进断面 6 45m2 普氏系数f 4 6钻眼机具YT 28 型凿岩机 炸药类别矿用水胶炸药雷管类别毫秒延期电雷管 xx 大学本科毕业设计 论文 第五章 施工方法及工作组织 5 图图 5 25 2 休息洞室炮眼布置图休息洞室炮眼布置图 表表 5 55 5 爆破参数表爆破参数表 xx 大学本科毕业设计 论文 第五章 施工方法及工作组织 6 装药量 kg 序号炮眼名称 眼深 m 眼数 个 卷 孔小计 起爆顺 序 联线 方式 备注 1 中空眼 1 61 2 2掏槽眼 1 66212 6 15辅助眼 1 4818 16 37周边眼 1 520120 38 41底眼 1 56212 合计 7 641 52 卷 22 36g 大串 联 f 4 6 选用 35 400mm 水 胶药卷 0 43kg 卷 采用正向装药 如岩性变化 可适当 调整爆破参数 表表 5 65 6 预想爆破指标预想爆破指标 序号指标名称单位数量序号指标名称单位数量 1炮眼利用率 875每米炸药消耗量kg22 36 2工作面循环进尺m1 36每方岩石炸药消耗量kg m32 7 3每循环爆破岩量m38 47每米巷道雷管消耗量发 m30 8 4每循环炮眼长度m65 18每方岩石雷管消耗量发 m34 8 5 2 3 坚硬岩石段施工 在泥岩中施工时 由于岩层较软 打眼速度快 爆破效率高 在眼深 1 6m 的条件下 循环钻眼时间一般不超过 3 小时 炮眼利用率均在 95 以上 三个 井筒的月成井均在 60m 以上 最高达到 119 2m 但施工到 182m 厚的灰岩时 因灰岩坚硬 12 不仅钻眼时间长 循环钻眼时间 7 8 小时 爆破效果也 明显下降 炮眼利用率不到 70 经分析我认为 其主要原因有两个方面 一 xx 大学本科毕业设计 论文 第五章 施工方法及工作组织 7 是凿岩设备选择不合理 功率过小 钻眼速度慢 二是爆破参数不合理 因此 我根据保安煤矿施工单位的具体情况 对凿岩设备进行了重新选择 并对爆破 参数进行了优化设计 工程实践表明爆破效果良好 一 凿岩设备的选择 1 凿岩机 按普氏分级表 对于 12 的岩石 属于坚硬岩石 可钻性很低 首选凿 岩设备为伞型钻架配备 YGZ 一 70 或 YGZ 一 90 重型凿岩机 这种凿岩设备不仅 钻眼速度快 而且工人劳动强度低 但由于施工单位不具备此条件 故我们选 用 YTP 一 26 型高频凿岩机 与 YT 一 23 型凿岩机相比 其特点是冲击功率大 频率高 扭矩大 较适用于中硬以上的岩层 2 凿岩钻具 一般情况下 煤系地层岩层较软 煤矿井巷掘进中常用高碳钢钎杆 然而 在较坚硬岩层中 这种钎杆却难以胜任 据了解 施工进入灰岩段以来 每循 环至少折断 35 根钎杆 因此我们选用 2K35SMnMoV 型合金钢钎杆 它具有强度 高 抗疲劳性能好等优点 仍采用一定型合金钎头 这种钎头较适用于硬岩中 钻眼 具有较快的钻眼速度 二 爆破器材 为了降低爆破成本 而又不影响爆破效果 选用岩石水胶炸药和乳化炸药 水胶炸药与乳化炸药相比 其爆炸威力大 因此用于掏槽眼装药和崩落眼的底 部装药 乳化炸药用于崩落眼的上部装药和周边眼的光爆装药 雷管选用毫秒 延期电雷管 三 爆破参数设计 本文以主井井筒为例介绍井筒灰岩段掘进爆破参数设计 主井井筒净径 5 0m 灰岩段掘进荒径为 5 8m 四 掏槽方式及爆破参数 在井筒掘进中 掏槽眼的爆破效果在很大程度上决定着其它炮眼的爆破效 果 直接影响掘进速度和掘进成本 根据我们在实验室对立井掘进直眼单阶筒 形掏槽 双阶筒形掏槽 孔内微差分段掏槽和锥形掏槽爆破模拟试验结果 孔 xx 大学本科毕业设计 论文 第五章 施工方法及工作组织 8 内微差分段掏槽和锥形掏槽方式 在硬岩掘进爆破中能获得较高的炮眼利用率 但锥形掏槽的炮眼角度难以掌握 所以我们选用孔内微差分段掏槽方式 掏槽爆破是在仅有一个自由面的条件下进行的 爆破破岩难度较大 我们 可将其破岩作用视为各槽眼爆破作用的叠加 同时起爆的槽孔装药使炮孔周围 形成径向和环向裂隙 并在槽腔中交汇成一空间裂隙网 将岩石割裂成碎块 在爆轰气体的膨胀作用下抛出 因次 要保证岩石充分破碎就必须使槽眼的布 置圈径满足 5 1 2R 式中 为槽眼的布置圈径 R 为单孔装药爆破后形成的裂隙圈半径 根据应力波破岩理论 裂隙圈半径可用如下公式计算 5 2 1 2 b P R r T 式中 为压侧力系数 为岩石的泊松比 为炮孔孔 1 2 P 壁上初始爆炸压力 为岩石的单轴抗拉强度 为应力波衰减指数 T 为炮孔半径 因此有2 b r 5 3 1 2 2 b T P r 根据明捷利公式确定掏槽爆破的单位耗药量 5 4 0 15s 1 4 q4 8 10K CKe 1 8 式中 为岩石的普氏系数 为槽腔断面面积 为考虑到单个自由面 S 1 K 作用下 岩石受夹制作用较大而对公式修正系数 为考虑装药 1 K1 2 1 4 C 直径系数 药卷直径为 35mm 时 C 0 94 K 为炮孔深度修正系数 当炮眼深度 为 1 6m 时 为密度校正系数 为爆力修正系数 K 1 0 0 78 0 8 e 为爆力 因此槽腔破碎所消耗的炸药为 e 360 PP xx 大学本科毕业设计 论文 第五章 施工方法及工作组织 9 5 5 2 4 b QLq 式中 为炮眼利用率 为炮眼深度 因此单个槽孔的装药量为 b L 5 6 2 4 b Q N Lq 式中 N 为掏槽眼数目 五 周边眼光爆参数 为了保证周边眼的光爆效果 周边眼用32mm 200mm 150g 规格的乳化 炸药 采用不耦合空气柱装药结构 如图 1 所示 在上述条件下 炮孔壁上的 冲击压力为 5 7 6 2 0 2 8 ee bea nDdL P dLL 式中 为炸药密度 为炸药爆速 为药卷直径 为炮孔直径 0 D e d b d 为炮孔装药长度 为空气柱长度 为爆轰产物撞击孔壁的压力增大系数 e L a Ln 8 10n 令 为岩石单轴抗压强度 为在体积应力状态下岩石抗压强 2bc Pk c b k 度增大系数 一般 忽略炮泥长度 即 炮孔的装药长度10 b K eab LLL 为 5 8 6 2 8 c bbb e e KL L nD d d 周边眼单孔装药量为 5 9 2 0 4 ee L d L q 周边眼的眼间距是根据下述公式确定的 5 10 1 2 a bc b K d T xx 大学本科毕业设计 论文 第五章 施工方法及工作组织 10 六 崩落眼爆破参数 由于崩落眼一般对井巷掘进爆破的块度影响较大 而对掘进进尺和周边成 型影响小 因此崩落眼的爆破参数一般按工程类比或经验确定 根据我们在粗 砂岩和片麻岩中进爆破经验 崩落眼的爆破参数为 圈距 400 700mm 眼间距 为 750mm 单孔装药量为 5 卷炸药 其中底部装 1 卷35mm 400mm 500g 的 水胶炸药 上部装 4 卷32mm 200mm 150g 的乳化炸药 根据理论计算和工程类比 所得主井井筒爆破参数见表 5 7 装药结构见 图 5 3 炮眼布置如图 5 4 七 爆破效果 通过改用钻眼设备和优化爆爆破参数后 钻眼时间由原来的 7 8 小时缩 到短 4 5 小时 平均炮眼利用率提高到 85 以上 消除了欠挖 超挖现象也 大为减少 平均周边眼半眼痕率达到 70 以上 破碎块度较为均匀 利于抓岩 出矸 掘进速度提高 成本下降 此后 将此成功的爆破经验推广应用到副井 和风井 也同样获得了良好的爆破效果 经济效益和社会效益显著 表表 5 75 7 立井井筒爆破参数立井井筒爆破参数 炮眼名称眼数 个眼深 m圈经 m眼距 mm单孔装药 卷单孔药量 kg装药量 kg起爆顺序 掏槽眼61 81 263031 59 0I II 崩落眼81 62 07501 4 1 148 8III 崩落眼141 63 47501 4 1 115 4IV 崩落眼201 64 77501 4 1 122 0V 周边眼301 65 86003 0 4513 5VI 合计788 217 1 34805 2968 7 注 注 为乳化炸药卷数 xx 大学本科毕业设计 论文 第五章 施工方法及工作组织 11 图图 5 35 3 装药结构图装药结构图 1 1 炸药炸药 2 2 木条木条 3 3 空气柱空气柱 图图 5 45 4 炮眼布置图炮眼布置图 5 2 4 装岩 井筒施工采用 HZ 6 中心回转抓岩机装岩 其实际生产能力为 30 40 可满足提升要求 休息硐室采用人工把碴攉到井筒内 然后利用抓岩机 3 m h xx 大学本科毕业设计 论文 第五章 施工方法及工作组织 12 装岩 用吊桶提升到地面 5 2 5 提升 排矸 提升采用双套单钩系统