崔木煤矿主、回风井施工组织设计.doc

陕西永陇能源开发建设有限责任公司崔木煤矿主、回风立井井筒及相关硐室掘砌工程施工组织设计1.前言崔木井田位于永陇矿区东端的北湾太阳寺勘查区。属麟游县崔木镇管辖。崔木煤矿由北京华宇工程有限公司设计，矿井设计生产能力为400万吨/年，采用主、副、风立井开拓方式。为加快工程进度、降低成本、提高工程质量,业主采取公开招标方式选择矿建施工队伍，我单位应邀参加并中标崔木煤矿主、回风立井井筒及相关硐室掘砌工程。为了积极响应业主要求，有计划合理地组织劳力、资金、设备及材料，将崔木煤矿主、回风立井井筒建成安全、优质、快速、高效工程的目标，特编制本施工组织设计。本施工组织设计编制依据：1）施工合同。2）陕西永陇能源开发建设有限责任公司崔木煤矿主、回风立井施工图纸。3）陕西永陇能源开发建设有限责任公司崔木煤矿井筒检查孔资料。4）煤矿安全规程（2006年版）。 5）煤矿井巷工程质量检验评定标准（MT500994）。 6矿山井巷工程施工及验收规范（GBJ21390）。 7）煤矿建设安全规程（试行）。2.工程概况2.1工程概况崔木井田位于永陇矿区东端的北湾太阳寺勘查区。属麟游县崔木镇管辖。井田东西宽8.35km，南北长10.65km，面积88.74km2。井田内有彬县麟游（崔木）市际公路及崔木甘肃邵寨省际公路从勘查区中部通过。S306省道由崔木向西经麟游、良舍、凤翔至陈仓与陇海铁路相接，至宝鸡120km，至宝鸡二电厂（长青工业园）100km。向东24km至永坪与312国道相接，南至西安155km，交通较为便利。主、回风立井井筒的主要技术特征见表2.1。主立井、回风立井井筒主要技术特征表表2.1序号项目主立井回风立井单位1井口坐标X3859415.0003859325.000mY36485667.00036485540.000m2井口标高+1325.00+1316.00m3净直径6.06.0m4净断面28.328.3m25水平标高+748.000+748.000m6水平以下深度8.08.0m7井筒深度585577m8井筒壁厚井颈段800mm表土段600500正常段5004009支护材料表土钢筋砼（C35）钢筋砼（C35）基岩段素砼（C35）素砼（C35）2.2工程地质与水文地质特征2.2.1工程地质 根据地表和钻孔揭露情况，井田内沉积地层由老到新依次有三叠系中统铜川组、侏罗系、三叠系、上第三系、第四系。根据综合柱状图井筒划分为下列层段：第四系松散层，埋深112m，其中全新统12m，由砂砾、砂质粘土，黄土组成。地下水接收大气降雨补给，属孔隙潜水含水层。第三系埋深172m，岩性以粘性土为主，属相对的隔水层。白垩系洛河组，埋深367m，由各粒级的砂岩、砂砾岩组成。地下水渗透系数0.0266-0.0334m/d,属孔隙、裂隙水,富水性弱。侏罗系安定组，埋深456.96m,由泥岩、砂质泥岩夹中粗砂岩组成,属相对隔水层段。侏罗系直罗组埋深481.2m，由砂质泥岩、砂岩组成，底部有一层含砾粗砂岩，地下水渗透系数0.0164m/d，属裂隙含水层，富水性微弱。侏罗系延安组埋深547m,由泥岩、煤及中粗砂岩组成，3煤顶板砂岩含水层，渗透系数0.0008m/d，富水性极弱。侏罗系富县组，埋深567.43m，由铝质泥岩组成，属相对的隔水层段。三叠系中统铜川组，钻孔深度592.5m未见底，由泥岩、粉砂岩组成，富水性微弱。延安组为本区含煤地层。岩性为灰深灰色泥岩、砂质泥岩、粉细砂岩与灰白色中粗粒砂岩互层，中夹炭质泥岩及煤层。厚度0104.59m，平均47.73m左右，与下伏富县组呈平行不整合接触，或超覆于三叠系之上。本区位于太峪背斜以南、遥远背斜以北含煤凹陷区。3煤底板构造总体为一东南高西北低的单斜构造，呈EW向展布，东部3煤层底板最大高程937.39m，西部3煤层底板最低高程682.64m，平均每公里下降29m。遥远背斜东起永寿县底角沟、平遥煤矿北。轴部为三叠系，向西延伸与阁头寺背斜相接，轴部为延安组。勘查区为其北翼，最大倾角10。太峪背斜东起彬县太峪镇，轴部位为三叠系，为一宽缓箱状背斜，轴向东西，经底店、太阳寺进入勘查区，至大湾（P55孔）倾没，进而向西延伸与麟北春台塬阳坡背斜相接，轴部变窄，不连续，呈一列长垣构造。区内未发现断裂构造。井田内未见有岩浆岩侵入现象。2.2.2水文地质特征2.2.2.1含水层 第四系全新统(Q4)冲洪积砂砾石孔隙含水层主要分布在天堂河、庵川河及常村河等河谷冲积阶地及河床区，由河流相冲、洪积物组成，具二元结构。直接受大气降水及地表水补给，渗透性强，水量充沛，水质良好。 第四系中上更新统(Q2+3)黄土及砾石孔隙裂隙含水层分布较为广泛，谷地山坡均可见到，厚度因地而异，最大可达150m，底部有一变化较大的砂砾石层，为孔隙裂隙含水层。主要以大气降水补给，局部地段还可获得河水补给，故含水性强度不均，泉流量相差悬殊，小者仅0.005l/s，大者可达0.2l/s。 上第三系(N)粘土隔水层与砂砾石含水层多分布于梁峁脊部和山顶上，厚度因地而异，岩性主要为浅棕红色亚粘土、砂质粘土，隔水性能良好。局部地段底部有厚为11.5m的砂砾石层，含孔隙潜水，泉流量一般为0.010.30l/s，最大1.00 l/s。水质为HCO3CaMg与HCO3CaNa型，矿化度0.280g/l。 下白垩统罗汉洞组(Kllh)砂岩裂隙含水层仅分布于普化河陕甘交界处。岩性主要为桔红色粗粒砂岩、砾岩、砂砾岩、含砾粗砂岩夹砂质泥岩及泥岩薄层，泥质胶结，分选差，厚度44.0m。 下白垩统华池组(K1h)泥岩隔水层分布于天堂、丈八至常村河以北地区，出露不完整，最大厚度148m。岩性主要为紫杂色、灰绿色砂质泥岩及泥岩，中夹薄层粉砂岩、细粒砂岩，泥岩隔水性能良好。 下白垩统宜君洛河组(K1y+l)砂砾岩孔隙裂隙含水层在区内低山丘陵及各沟谷中广泛分布，厚度23.05362.00m。岩性为紫红色及暗棕色巨厚层状砾岩、巨砾岩夹粗粒砂岩、砂砾岩薄层或透镜体，浅棕红色、棕灰色巨厚层状粗粒砂岩、含砾粒砂岩及少量砂质泥岩条带。成份多为长石、石英碎屑，泥砂质充填，其富水性及水力性质受地貌控制。钻孔抽水试验结果：单位涌水量0.008990.03512l/sm，渗透系数0.01460.1098m/d，水质类型HCO3-MgCaNa、HCO3-MgNa，矿化度0.5280.569g/l。泉流量为0.030.06l/s，水质为HCO3-MgCaNa、SO4HCO3-Ca型水，矿化度1.716g/l。 中侏罗统安定组(J2a)砂岩裂隙含水层出露于折灵沟及阁头寺北部支沟脑。厚度71.03154.81m，岩性为棕色、紫红色、灰绿色泥岩、砂质泥岩夹中粗粒砂岩，泥岩及砂质泥岩隔水性能良好，砂岩含水微弱，为富水性极弱的含水层。 中侏罗统直罗组(J2z)砂岩裂隙含水层地表未见出露，钻孔揭露厚度6.6696.02m。岩性上部为灰绿色、暗棕红色、紫灰色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩与中粗粒砂岩互层；下部为灰绿色中粗粒砂岩与砂质泥岩、粉砂岩互层，底部有一层巨厚层状黄绿色含砾粗砂岩。砂岩含水层裂隙不发育，储水条件不良，又被隔水层相阻，地下水补给条件亦差，故为富水性微弱的含水层。 中侏罗统延安组(J2y)砂岩裂隙含水层地表未见出露，钻孔揭露厚度0153.22m，是区内的含煤地层。岩性主要为灰深灰色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩，灰灰白色中、细粒砂岩及含铝质泥岩、炭质泥岩夹煤层。砂岩含有承压裂隙水，因补给条件差，故富水性微弱。钻孔抽水试验结果：单位涌水量0.0000460.001925l/sm，渗透系数0.000380.0064m/d。水质为高矿化度Cl-Na型水。 下侏罗统富县组(J1f)泥岩隔水层地表未见出露，仅在个别钻孔中钻遇该层，发育不稳定，地表仅在五曲湾、青渠窑等地有零星出露。厚度一般020m，钻孔揭露最大厚度为24.03m。岩性多为紫杂色花斑状含铝质泥岩，夹有角砾岩薄层，局部地段为褐灰色含钙质泥岩，是一良好的隔水层。 中三叠统铜川组(T2t)砂岩裂隙含水层地表未见出露，作为煤系地层之基底，一般钻孔揭露厚度在15 m以内。岩性上部为紫色泥岩、浅紫色、灰绿色粉、细粒砂岩，灰白色细粒砂岩和中粒砂岩互层，中夹灰绿色中、粗粒砂岩，含煤线，为富水性微弱的砂岩裂隙含水层。2.2.2瓦斯本矿属高瓦斯矿井，煤与瓦斯无突出危险。3.施工方案及工艺3.1井筒掘砌施工总部署崔木煤矿主、回风立井井筒均采取普通凿井法施工。井筒施工在完成地面临时设施和凿井措施工程后，首先开挖井筒上部30m，然后安装三盘，吊挂管线等，为井筒正式开工做好准备（即完成上部30m井筒段掘砌，装好三盘，吊挂管线，标志施工准备结束，井筒转入正式掘砌施工）。井筒掘砌作业方式，选用立井混合作业施工法。与井筒相关的其它硐室采取与井筒同时施工的方案。3.2井筒施工方案及工艺3.2.1锁口段施工1）主井锁口段施工主井锁口盘设计标高：+1325.000m，锁口段设计净直径为6.0m，施工深度为10m，其中上部5.0m为临时锁口，下部为一号壁座。临时锁口设计支护形式为620mm厚的砖墙，下部井筒及一号壁座支护形式为锚网+C35的双层钢筋砼，井筒段支护厚度为700mm，一号壁座支护厚度2200mm（最大处）。临时锁口5.0m与下部1.0m井筒同时开挖，临时锁口使用挖掘机一次性挖掘（施工中视土层稳定情况，可考虑锚网喷支护）， 6m井筒挖出后，开始下部1米井筒绑扎钢筋及稳金属组装模板浇筑砼，待砼初凝后，再开始在其上砌筑砖墙临时锁口。临时锁口上口按设计预留各管路、风筒通过口及封口盘钢梁窝。2）风井锁口段施工风井锁口段与风硐及安全出口同时施工，锁口盘设计标高为+1316.000m，临时锁口座在下部永久井壁上。临时锁口净直径为6.0m，深度2m，支护形式为500mm厚的砖墙，下部井筒设计支护形式为500mm厚的锚网+ C35的双层钢筋砼。风硐及安全出口设计断面形状为直墙半圆拱形，支护形式均为C35的双层钢筋砼，支护厚度均为300mm，安全出口施工长度3米，风硐施工总长度9.2米。临时锁口与安全出口、风硐同时开挖，开挖至风硐底板，深度为11.7m，采取明槽施工。开挖过程中井筒边、安全出口边、风硐边按照与地面70（届时根据实际情况可对放坡角进行调整）放坡，并增加锚网喷临时支护进行护坡，以确保施工安全。掘进采用挖掘机挖土，因开挖较深，采取阶梯式挖法，挖机顺风硐山墙边坡下至工作面。安全出口、风硐与井筒同时稳模浇筑砼，井筒使用金属组装模板，风硐及安全出口使用槽钢碹股及木背板。砼浇筑至临时锁口下口标高时，待砼初凝后开始砌筑砖墙临时锁口。临时锁口上口需按设计预留封口盘梁窝及风筒、管路等通过口。届时需编制专门措施指导施工。3.2.2表土层的施工根据井筒综合柱状资料，井筒表土层岩性主要为黄土、砂质粘土及粘土，厚度在80米左右。（1）掘进表土段采用人工使用风镐配以CX55B型挖掘机挖土装罐（在井内吊挂系统形成后，使用大抓装罐），4m3吊桶提升，翻矸台自动座钩式翻矸，经溜矸槽溜入落地矸石仓，然后由装载机装入自卸汽车排到业主指定排矸地点。（2）砌壁砌筑采用整体金属下移钢模板（暂不安装刃脚），采用4.0m大段高砌壁，模板由地面稳车悬吊。外壁竖筋采用“钢筋直螺纹接头”，接头连接套采用45钢加工，环筋仍采用铁丝绑扎连接。立模工艺为：在工作面挖够一个段高后，先用中线检查掘进尺寸符合设计要求后，先稳活动刃脚模板，操平找正后再绑扎钢筋，最后落直模找正固定后浇灌砼。搅拌站设在井口附近，在井内吊挂系统没形成前，搅拌好的砼经溜槽溜至井口，由人工攉至临时加工的接灰盘，再经活节管对称入模。在井内吊挂系统形成后，混凝土采用DX-2.0型底卸式吊桶下料，底卸式吊桶接料后通过铺设的轨道人工推至井口，由提升钩头提升下井。吊盘上设分灰器，砼卸到分灰器内，经8钢丝铠装耐磨胶管对称入模。入模砼使用插入式风动震捣器分层震捣。3.2.3井筒基岩段施工井筒基岩段掘砌作业方式，选用立井混合作业施工法。此工法在掘砌循环中不需临时支护，砌壁出渣交叉进行，配以大段高整体钢模。在每循环掘砌出渣后，随即进行永久支护。简化了施工工艺、缩短了围岩暴露时间，利于工种专业化，利于提高机械化程度和快速施工，且施工安全性好。该施工方法的工艺流程如下:凿岩、爆破出 矸、找平立模浇筑出矸、清底1）掘进井筒基岩段采用钻爆法掘进。设备及材料为：FJD-6G型伞钻配YGZ-70型凿岩机和 25mm六角中空合金钢钎，55mm一字型合金钻头，T220高威力水胶炸药，抗杂散毫秒延期电雷管，脚线长度7.0m。采用光面、光底、减震、弱冲深孔爆破技术，详见井筒基岩段掘进爆破图表：图3-1、表3.1、3.2。井筒基岩段预期爆破效果表表3.1序号爆 破 指 标单位数量1炮眼利用率%902掘进断面m236.33每循环进尺m4.04每循环爆破实体岩石量m3145.25每循环炸药消耗量kg329.46单位原岩炸药消耗量kg/m32.277每循环雷管消耗量个968单位原岩雷管消耗量个/m30.669每循环炮眼长度m420.4井筒基岩段爆破参数表表3.2炮 眼名 称炮 眼序 号炮 眼数 目圈 径(m)眼 深(m)眼 距(mm)倾 角(度)装 药 量起 爆顺 序延期时间(ms)雷 管段 别卷/眼kg/圈掏槽眼1-661.82.390090321.61掏槽眼7-1482.24.784090438.43辅助眼二15-30163.954.5770905965辅助眼三31-54245.74.57459051447周边眼55-96426.74.550088129.411合 计96329.4备注: 使用T220水胶炸药。周边眼用35mm药卷,长600mm,重0.7kg/卷;其它眼用45mm药卷,长600mm,药卷重1.2kg/卷。毫秒延期电雷管起爆。注：本爆破图表仅供参考，施工中应根据实际揭露的岩性进行调整。2）排矸装岩采用HZ-6型中心回转抓岩机，提升容器为4m3座钩式吊桶，矸石吊桶提升到翻矸台后，采用座钩式自动翻矸，矸石经溜槽直接落地，然后定时用装载机集中装入自卸式汽车外运。3）砌壁砌壁选用MJY4.0型整体金属下移钢模板（带刃脚），砌壁段高为4.0m，与深孔光爆相结合，实现了一掘一砌正规循环作业。模板由地面稳车悬吊，实行集中控制，该模板整体强度大，不易变形，接茬严密无错台，单缝式液压脱模机构操作方便，该模板加工成两段，在稳定岩层中，采用4.0m大段高砌壁，在不稳定岩层中采用2.5m小段高砌壁，以缩短围岩暴露时间。地面搅拌好的砼直接装入2m3底卸式吊桶，运至井口后，由提升钩头提升下到吊盘上的分灰器内，由钢丝铠装胶管对称入模。风动振捣器分层振捣。3.3与井筒相关硐室的施工1）主井箕斗装载硐室箕斗装载硐室采用与井筒同时施工的方案。具体为井筒施工到箕斗装载硐室设计顶板上1m位置时，停止砌壁工作，继续下掘井筒直至硐室底板下口1m位置，边掘边临时支护（临时支护形式： 100mm厚锚网喷，锚杆间排距800800mm，锚杆规格为201800mm，喷砼强度为C15）。同时按照分层掘进的方法掘出硐室并锚网喷支护好。最后从下而上开始分段绑扎钢筋，下落模板，拆除刃角（便于拉模施工），稳井筒大模板及箕斗装载硐室模板，从下至上整体浇筑混凝土。2）主井清理撒煤硐室施工主井清理撒煤硐室（开口3m）采用与井筒同时掘进，掘出后与井筒一起稳模浇筑的施工方案。具体为井筒施工到硐室设计顶板上1m位置时，停止砌壁工作，继续下掘井筒直至硐室底板下口1m位置，边掘边进行100mm厚锚网喷临时支护（锚杆间排距800800mm，锚杆规格为201800mm，喷砼强度为C15）按照分层掘进的方法掘出硐室并锚网喷支护好。最后从下而上开始分段绑扎钢筋，与井筒一起稳模浇筑。清理撒煤硐室剩余部分待井筒与开口位置浇筑完后再施工，施工中为方便出矸，下放耙矸机（使用机身）安装在施工侧对面，通过耙斗将工作面矸石耙入井筒，然后再由大抓装罐。3）主井煤仓上口通风联络巷施工为保证井筒和煤仓上口通风联络巷的整体性，煤仓上口通风联络巷也采用与井筒同时掘进，同时浇筑混凝土的施工方案。根据通风联络巷断面尺寸，确定具体施工顺序为井筒施工到联络巷顶板上1m位置时，停止砌壁工作，继续下掘井筒直至联络巷底板位置，然后对该段井筒进行临时支护，再全断面一次掘出通风联络巷（3m），掘进过程中根据揭露岩石情况选择临时支护方式，最后与井筒一起稳模浇筑。4）回风立井休息硐室、行人联络通道施工回风立井休息硐室、行人联络通道采用与井筒同时掘进，同时浇筑混凝土的施工方案。根据回风立井休息硐室、行人联络通道断面尺寸，确定具体施工顺序为井筒施工到回风立井休息硐室、行人联络通道位置上1m位置时，井筒停止砌壁工作，继续下掘井筒直至回风立井休息硐室、行人联络通道板位置，对该段井筒及硐室进行临时支护，掘进过程中根据揭露岩性情况选择临时支护方式，待整个硐室掘出后，最后再与井筒一起稳模浇筑混凝土。5）回风立井与井底连接处施工回风立井与井底连接处采用与井筒同时掘进，掘出后自下而上同井筒一起浇筑混凝土的施工方案。具体为井筒施工到回风立井与井底连接处设计顶板位置上1m位置时，井筒停止砌壁工作，继续下掘井筒直至回风立井与井底连接处底板下口1m位置，边掘边进行100mm厚锚网喷临时支护（锚杆间排距800800mm，锚杆规格为201800mm，喷砼强度为C15），同时按照分层掘进的方法掘出回风立井与井底连接处，并锚网喷支护好。最后从下而上开始分段绑扎钢筋，大模板拆除刃角（便于拉模），稳回风立井与井底连接处模板，从下至上整体浇筑混凝土。以上与井筒相关硐室的施工，施工前将根据实际情况编制详细可行的安全技术措施指导施工。3.4井筒过围岩破碎带施工井筒在穿过围岩破碎等岩性较差地层时，我们将缩小掘进段高（利用2.5m段高）、采用锚网喷联合支护和提高光爆指标等措施。提高光爆指标即减少周边眼眼距和抵抗距，采用不偶合装药，尽量减少爆破对井筒围岩的破坏，保持围岩的完整性，充分利用其自身抵抗能力；同时适当缩小掘进段高，采用锚喷或锚网喷联合支护，尽量缩短围岩的暴露时间，必要时增设钢井圈复合支护，确保安全顺利通过不良地层。3.5井筒通过煤层施工该矿为高瓦斯矿井，但煤与瓦斯无突出危险。根据井筒检查孔地质柱状图：主井在井筒深度574.42揭露煤层（9.66m），风井在井筒深度526.41揭露煤层（0.35m）。主、风井在进入煤系地层施工后需加强瓦斯监测工作，其中主井在井筒通过煤层时需编制专项探揭煤施工措施。 3.5.1主井探揭煤施工揭煤方法如下：首先在施工到距煤层10m时（井深564m）停止掘进，利用QZJ-100B型潜孔钻机在井筒内对称打四个探煤钻孔（孔径75mm）。以查明煤层赋存情况及瓦斯压力，探煤孔应超前于掘进工作面5m以上距离，且探煤孔不得作为炮孔使用。在探煤孔见煤时，必须钻一穿透煤层全厚的钻孔，测定煤层瓦斯压力，预测有无突出危险。若测定煤层瓦斯压力在0.74MPa以下，则可以结合震动放炮揭开煤层。若测定煤层瓦斯压力在0.74MPa以上时，须在距煤层不小于5m的位置施工瓦斯排放钻孔进行排放，排放钻孔必须穿过煤层全厚，且进入煤层底板岩层500mm。经一定时间排放且检查无灾害危险后，再采用震动放炮揭开煤层。3.5.2过煤层施工当煤层比较厚时，可视煤层稳定性情况，采取必要的临时支护措施。可采用挂井圈、背板、锚网喷等措施对煤层井帮进行封闭加固，防止片帮。若煤层较软，则采用人工挖掘，掘进时先掘周圈的煤体，掘够一个段高（采用短段掘砌，段高1.5m左右）后立即进行临时支护，然后再掘井心煤体。过煤层的施工一定要快速，尽可能减小井帮围岩的暴露时间。对煤岩分界处和煤层段的井壁，应提高永久支护的强度。3.5.3安全注意事项揭露煤层时掘进段高控制在1.5m左右，多打眼，少装药，使用的毫秒延期电雷管总延期时间不大于130毫秒。加强通风与瓦检及洒水防尘工作，采用防爆的电气设备，井内工器具使用时要确保不产生火花，下井工人按规程着装和配备自救器，抓岩机的使用要编制专门措施并报批。在煤系地层施工中要坚持“一炮三检”，遇异常情况要停工撤人，处理好后再施工，具体施工时必须参照防治煤与瓦斯突出细则和公司通防专项规定编制详细技术安全措施，并按规定报批。3.6井筒施工防治水因业主暂没有提供两井检查孔资料，根据两井综合柱状图及井田水文地质资料，全井筒划分为4段含水层，即第四系松散层，白垩系洛河组孔隙、裂隙含水层，侏罗系直罗组裂隙含水层，侏罗系延安组3煤顶板砂岩裂隙含水层，各段含水层的特点是，地下水渗透系数小，涌水量小，都属于富水性弱或微弱含水层。3.6.1井筒各含水层治水办法：1）第四系松散层埋深112m，当具有流沙或者涌水量较大、围岩不稳定造成井筒无法下掘的条件下，届时再采取工作面超前小井降水、工作面预注浆等方法通过。2）白垩系下统洛河组（172368.17m）、侏罗系中统直罗组(451.8481.2m)和延安组3煤顶板砂岩,施工中采取“有疑必探,先探后掘”的原则,进行工作面超前探水。当通过探水计算井筒涌水量小于10m3/h，则强行通过，最后采取壁后注浆堵水。当计算井筒涌水量大于10m3/h，则按施工验收规范要求，采取工作面预注浆。井筒工作面探水预注浆施工届时另行编制详细技术安全措施。3.6.2井筒综合防治水措施1）工作面排水在井筒涌水量小于10m3/h时，迎头利用风泵将水排至矸石吊桶随矸石排出，当井筒涌水量大于10m3/h时，吊盘安装1台流量50m3的卧泵进行排水，经井壁固定的一趟1085mm排水管路排至地面。2）堵水对基岩壁后水采取充填注浆法堵水。该方法是利用风钻施工42mm注浆孔，预埋38mm无缝钢管作注浆管，无缝钢管顶端安装高压球阀，在吊盘上利用YSB-250/120型注浆泵进行注浆堵水、加固。3）截水当井壁淋水较大时，在吊盘上利用截水槽截住井壁淋水，通过预埋水管流入吊盘水箱或吊桶，以防井壁淋水进入模板，影响井壁砼质量。4）导水当含水层未探出水而井筒揭露后个别裂隙涌水或非含水层因为构造出现少量涌水时，采用壁后预埋集水箱集水，用高压软管将水导出，以防涌水沿壁后进入工作面。当吊盘通过该位置时，在吊盘上用注浆泵将壁后涌水封堵。井筒落底后，若井筒涌水量大于6m3/h时，进行一次全井筒壁后注浆，使井筒成井后的总涌水量符合规范要求。3.7砌壁砼配合比设计和质量控制井筒井壁砼设计强度等级为C35。砼质量是井壁质量的重要影响因素，考虑到井下施工影响砼质量的因素比较多，砼制作要从源头上进行控制。施工前提前取样送有资质的试验室做砼配合比设计，施工中严格按配合比配制砼。（1）原材料的选择：水泥：选用普通硅酸盐散装水泥质量达到JC/T452-1997标准中一等品要求。砂子：选用河砂，中粗砂；其细度模数、含泥量等符合要求。石子：选用2040mm石灰岩碎石，含泥量、针片状颗粒、压碎指标、石材强度等满足要求。水：饮用水。外加剂：根据设计添加。（2）混凝土制备质量控制混凝土的温度控制，防止或减少温度裂缝，高强混凝土的配制和施工，防止干缩裂缝和量测监控等问题将是保证井壁质量的关键。砼的质量控制要从原材料的质量抓起，同时要把握住配料的精度，并采用合理的施工工艺。1）原材料质量的控制原材料将保持稳定的货源和稳定的质量。进场的水泥必须要有产品合格证和强度试验报告，储存期超过三个月的水泥要降级使用，对受潮结块的水泥禁止使用。所用砂子为中、粗砂，石子为粒径24cm的石灰岩碎石，进场的砂石要定期定量到实验室做质量检验，检验合格后方可使用2）配料的控制使用电子自动化计量系统，以保证混凝土各组分称量的准确性，使用中将定期校正计量系统，保证计量准确。确保混凝土各组分计量误差达到以下要求：水：小于或等于0.5%。水泥：小于或等于1.5%。砂石：小于或等于2%。3）施工工艺的控制砼的搅拌要严格按实验室提供的配比配制，砼的搅拌时间普通混凝土不低于1.5分钟，保证搅拌均匀，要经常检查砼的塌落度，发现坍落度比预定值有较大偏差时或卸下的拌和料成球状时，要重新拌制；并要找出原因并及时调整。混凝土入模后，要用震捣器进行震捣，分层厚度为300 mm左右，震捣要适度，不要震捣过度更不要漏震，震捣至砼表面震平，出现浮浆即可。混凝土脱模后要进行洒水养护，确保早期潮湿养护，使混凝土表面始终处于饱水潮湿状态不少于7天。4）组织措施施工中将成立由项目技术负责人负责组成混凝土制备小组，进行不间断的跟踪试配试验，确保混凝土的施工质量。冬季施工要编制保证砼施工质量的专项措施指导施工。4.凿井辅助系统4.1凿井装备及设施布置4.1.1凿井装备在主、风井井筒施工中，主井选用型加高井架凿井，风井选用G型井架凿井，其它凿井装备的选择以满足井筒快速施工、保证施工质量和安全为原则，尽量配备机械化程度高的大型设备，具体情况如下：主、风井井筒内设置两层凿井吊盘，下层吊盘安设1台中心回转抓岩机出矸，上层吊盘设转水水箱和卧泵排水。采用MJY4.0型整体金属下滑模板砌壁，模板由地面稳车悬吊。砌壁砼由集中搅拌站配制，再由底卸式吊桶下料到吊盘，经分灰器入模。两井均选用FJD-6G型伞钻，配YGZ-70型凿岩机凿岩，压风管、供水管、排水管、风筒沿井壁固定吊挂，以加大井内提升空间。主、风井均升布置1台JKZ-2.8E型绞车。排矸采用座钩式翻矸入矸石地仓，然后由装载机集中装自卸汽车运出回填山沟。井筒机械化装备见表4.1。主、风井井筒主要施工机械化配备表 表4.1项 目装备情况主、风井凿 岩FJD-6G型伞钻,配YGZ70型凿岩机6台（济宁产）装 岩HZ-6中心回转抓岩机一台提 升井 架主井布置型加高井架、风井布置G型凿井井架绞 车一台JKZ-2.8E型绞车容 器4m3矸石吊桶翻 矸座钩式自动翻矸排 矸装载机、自卸式汽车排矸排 水DM50-808型卧泵通 风两井均布置一趟800胶质风筒FBD6.3对旋风机一台（218.5Kw）测 量锤球法砌壁模 板整体下滑单缝液压式模板，段高4.0m搅拌站计量站PLD-2400一套搅拌机JS-1500一台混凝土输送2m3底卸式吊桶吊 盘两层吊盘 直径5700一套安 全 梯五段一套4.2提升系统4.2.1主井提升系统凿井期提升系统选择充分考虑到伞钻提升、出矸、材料和上下人员的需要确定的。井架选用型加高凿井钢井架。该井架二平台高度满足FJD-6G伞钻的提升要求。提升系统布置了一套单钩提升。提升机选用JKZ-2.8E型绞车，电机型号YR1000-10/1400，功率1000Kw；钢丝绳为187-36-1770-特型，提升天轮选用2500mm凿井提升天轮，4m3吊桶提升。HZ-6中心回转抓岩机装岩。绞车技术参数见表4.2。提升绞车技术参数表 表4.2型 号滚 筒最大静张力差传动比选 用 电 动 机个数直径宽度型 号功率转速个mmKgKwRpmJKZ-2.8/15.512.82.21500015.5YR1000-10筒不同深度的提升能力详见表4.3。吊桶提升能力核算表 表4.3提升速度m/s吊桶容积m3不同井深时提升能力（m3/h）100m200m300m400m500m585.5m5.59455.2046.2239.7534.8728.4225.36附计算过程：一、提升钢丝绳计算及提升机效验 已知：井筒直径6.0m，井深585.5m；提升机JKZ-2.8/15.5,电机功率1000KW。4m3吊桶（1530kg），11T钩头（436kg）。1）H0= Hsh +Hi =585.5+25=610m2）提升终端荷重： 吊桶内矸石及水重：0.941600+4400=7360kg（4m3吊桶） 提矸：Q0 =7360+1530+436=9326kg（4m3吊桶） 伞钻：Q0 =6050+436=6486kg提人员：Q0 =1530+436+1675=3166kg3）钢丝绳单位长度重量： PS =kg/m4）选择钢丝绳：187-36-1770 多层不旋转钢丝绳， 参数：PSB =5.05kg/m ； 破断拉力总和：7521.28310009.81=98350kgf5）钢丝绳安全系数校核： 提升钢丝绳在提矸时的安全系数m=98350/（9326+5.05610）=7.937.5提升钢丝绳在提人员时的安全系数m=98350/（3166+5.05610）=15.7496）提升机强度验算提升机承受最大静张力差：Fj=Q0+PshH0=9326+5.05610=12406(Kg)15000KgJKZ-2.8/15.5提升机的最大静张力差为15000kg，满足要求。7）主井提升机电机验算提升机的最大提升速度 V=2.8592/（6015.5）=5.59m/s提升机的电机功率 P=FjV/（1020.92）=124065.59/93.8=739kw提升机配套的电机型号YR1000-10/1400容量 1000kw，满足要求。二、提升过卷高度验算提升机的最大速度为5.59m/s。h4=H-(h1+h2+h3)=23.87-（8.5+1.5+7.743）=6.127m，式中：H为井架高度即井口水平到天轮平台的距离，23.87mh1翻矸台高度，取8.5mh2吊桶卸矸所需高度，1.5mh3吊桶、钩头、连接装置和滑架的总高度h3=3.08+1.838+1.7+1.125=7.743mh4提升过卷高度大于煤矿安全规程规定的3.07m，满足施工要求。4.2.2风井提升系统凿井期提升系统选择充分考虑到伞钻提升、出矸、材料和上下人员需要确定的。井架选用G型凿井钢井架。该井架二平台高度满足FJD-6G伞钻的提升要求。提升系统同主井提升系统一样布置了一套单钩提升。提升机选用JKZ-2.8E型绞车，电机型号YR1000-8/1180，功率1000Kw。 HZ-6中心回转抓岩机装岩。绞车技术参数见表4.4。提升绞车技术参数表 表4.4型 号滚 筒最大静张力差传动比选 用 电 动 机个数直径宽度型 号功率转速个mmKgKwRpmJKZ-2.8/1812.82.21500018YR1000-8/11801000742井筒不同深度的提升能力详见表4.5。吊桶提升能力核算表 表4.5提升速度m/s吊桶容积m3不同井深时提升能力（m3/h）100m200m300m400m500m585.5m6.0455.2046.7140.5135.7632.0028.96附计算过程：一、提升钢丝绳计算及提升机效验 已知：井筒直径6.0m，井深577m；提升机JKZ-2.8/18,电机功率1000KW。4m3吊桶（1530kg），11T钩头（436kg）。1）H0= Hsh +Hi =577+25=602m2）提升终端荷重： 吊桶内矸石及水重：0.941600+4400=7360kg（4m3吊桶） 提矸：Q0 =7360+1530+436=9326kg（4m3吊桶） 伞钻：Q0 =6050+436=6486kg提人员：Q0 =1530+436+1675=3166kg3）钢丝绳单位长度重量： PS =kg/m4）选择钢丝绳：187-36-1770 多层不旋转钢丝绳， 参数：PSB =5.05kg/m ； 破断拉力总和：7521.28310009.81=98350kgf5）钢丝绳安全系数校核： 提升钢丝绳在提矸时的安全系数m=98350/（9326+5.05602）=7.957.5提升钢丝绳在提人员时的安全系数m=98350/（3166+5.05602）=15.8596）提升机强度验算提升机承受最大静张力差：Fj=Q0+PshH0=9326+5.05602=12366(Kg)15000KgJKZ-2.8/18提升机的最大静张力差为15000kg，满足要求。7）主井提升机电机验算提升机的最大提升速度 V=2.8742/（6018）=6.0 m/s提升机的电机功率 P=FjV/（1020.92）=123666.0/93.8=791kw提升机配套的电机型号YR1000-8/1180容量 1000kw，满足要求。二、提升过卷高度验算提升机最大绳速为6.0m/s。h4=H-(h1+h2+h3)=25.87-（10.5+1.5+7.743）=6.127m，式中：H为井架高度即井口水平到天轮平台的距离，25.87mh1翻矸台高度，取10.5mh2吊桶卸矸所需高度，1.5mh3吊桶、钩头、连接装置和滑架的总高h3=3.08+1.838+1.7+1.125=7.743mh4提升过卷高度大于煤矿安全规程规定的3.25m，满足施工要求。4.3供电系统在供电设计上，主井、风井同时考虑。根据招标文件，业主提供10KV电源，在工广合适位置设临时变电站。高压设开闭所KYBS-10一套，KYBS-6型开闭所一套，电力变压器S9-1600/10一台。 GZBB-6.6-1型高压补偿柜2 面，可提供最大900kva容量。低压箱变ZXB-10/6-6300箱变一套，可提供最大630kVA容量，且可根据实际情况自动补偿。分别给搅拌站、20m3压风机、主井井口、风井井口、稳车群等低压设备供电。矿变两台，型号为KSJ-315/6。专供两井筒的卧泵和井筒动力用电，该变压器中心点不接地，设检漏继电器并坚持使用。供电系统见附图。凿井期用电负荷统计详见附表4.5。凿井期用电负荷为：视在功率3896KVA。4.3.1功率因数改善由于总功率因数低于0.9，采取分布补偿，采用在6KV母线装设静电电容器，以及在0.4KV一段母线加装电容补偿的方法提高功率因数。凿井期用电负荷表 表4.5 序号负荷型号电机额定功率kw/台电机总数/工作台数设备容量需用系数kx加权平均功率因素tg计算功率总容量工作容量有功无功视在kwKwCosKWKVArKVA 1主井提升机10001/1100010000.70.80.757005252副井提升机10001/1100010000.70.80.75700525340m3压风机2504/4100010000.90.850.62900558420m3压风机1301/11301300.90.850.62117735卧泵2202/24404400.80.750.883523106局扇602/21206010.750.8860527搅拌机554/42202200.50.750.88110828计量站164/464640.50.61.3432449调度绞车11.42/222.822.80.30.750.886.48610井盖绞车46/624240.40.750.889.68.511电焊机203/360600.40.551.52243612其它负荷1000.50.750.88504413照明1000.90.950.339030315122933896高压变压器选择提升机电机为10KV，所以变压器只要提供1751KVA的容量。S10/6KVKsbPz/cosKVA=0.81751/0.92=1522.6KVA选用S9-1600/10/6型变压器。功率因数改善由负荷统计表可知，总功率因数低于0.9，采用分别在6KV、0.4KV母线上加装电容补偿的方法提高功率因数。0.4KV母线采用移动变电站内置电容器自动补偿。6KV母线选用TBB-1型高压电容器柜一台,总容量为900kvar,运行容量可随运行情况人工调整。主电缆选择1）经济电流密度选择电缆截面Sj=Ig/Jj=3151/(101.7322.25)=80.8mm2选用一根YJV-370交联聚氯乙烯10KV电力电缆。2）按长时允许电流载流量校验电缆截面YJV-370/10KV交联聚氯乙烯电力电缆在导线工作温度为80时，在环境温度为25时的长时载流量为215A182A符合要求 。3、）电压损失校验高压10KV配电线路允许电压损失为5%，故：U=100005%=500VU=IRcos= IL/(DS)= 204500/（42.570）=59.4V500V故电压损失符合要求 。4.4压风系统4.4.1耗风量计算主井同风井的用风量同时考虑，凿井时耗风量统计见表4.7。井筒凿井期间耗风量 表4.7风动工具名称型号单台耗风量m3/min凿 岩抓 岩砌 壁数量耗风量数量耗风量数量耗风量台m3/min台m3/min台m3/min伞钻FJD-6G802160风泵BQF-4.529836836抓岩机HZ-617234风镐G101.01616小计1698636高原修正系数=1.1风动工具同时利用率k=0.8风动工具机械磨损系数=1.1 管路漏风系数=1.05压风风量计算公式Q=nQk=1.051.11.1（1690.8）=171.8m3/min经计算矿井的最大用风量为171.8m3/min。4.4.2压风机站选型凿井时分别在井口设有压风机站，内安装MMS-200S 压风机4台，SA-125A压风机1台，最大供风能力180m3/min，能满足施工要求。4.4.3 下井压风干管选择下井压风干管选择1595无缝钢管，下井压风管路井壁固定。4.5 供、排水系统4.5.1供水系统水源甲方提供，管路我方安装。利用潜水电泵、573.5管路将水送到工广内，再分别供给各用水点。井筒供水主要是伞钻打眼，设计在两井筒中各布置一路577无缝钢管，作为凿岩供水管路，供水管井壁固定。4.5.2排水系统井筒施工过程中，在正常施工涌水量不大情况下，用风泵排入吊桶内，随矸石排到地面。井筒涌水量较大时，可以运行吊盘上安装的一台卧泵，该泵型号为DM50-808，该泵正常排水扬程640m时排水量可达50m3/h，该泵的排水管路采用井壁固定。当涌水量大于10m3以上时，应考虑注浆堵水措施。4.6信号、通讯、照明系统 井上下信号、通讯选用常熟产的通讯信号装置。该装置除具备信号功能外，还配有防爆通讯电话。井口、司机操作室吊盘上各安装了电视摄像头和监控电视，使绞车司机、井口信号室能清楚了