杜家沟煤田矿井建设施工组织设计

矿井设计基本情况1.1矿区概述及地质特征1.1.1矿区概述交通位置杜家沟煤矿位于杜家沟市东部、太行山南麓，行政区划隶属杜家沟市管辖。井田中心东南距杜家沟市39km，西南距临汾市50km，东北至晋中市17km，南距获运城20km，其间均有公路相通。交通非常便利，图1-1图1-1交通位置图自然地理(1）、地形地貌：杜家沟井田位于长治盆地西部，全区均为第四系黄土掩盖，地形较平缓，局部冲沟发育，为高原盆地内的河谷平原区，海拔标高为905—1034m，工业广场标高为937m。(2)、气象：根据屯留县历年气象资料统计，年降雨量540mm，年蒸发量为降水量的2—6.3倍，属暖温带半湿润半干燥大陆性季风气候，冰冻期为每年10月至次年4月，最大冻土深度为75厘m。(3)、水系：除井田南部绛河由西向东流经本井田，井田北部有阎村、常隆两座小型水库外，其它地表尚无大的水体存在。(4)、地震：山西省抗震工作办公室等三单位，于1979年以(79)晋抗字第1号文“关于颁发山西省地震裂度区划图及说明的通知”，将屯留县划分为6度区。(5)、经济：由于矿区范围内地势平坦，交通便利，土壤和水利条件较好，再加上矿产资源丰富，为当地的经济和社会发展提供了良好的条件。随着矿区煤炭生产的快速发展，也带动了周围乡镇经济的发展，矿区间村以上的行政单位均通公路、电话和供电，并建立了学校、商业网点和医疗卫生网点，逐步形成了以矿区为中心的集镇、居民点和工商业服务网点，使矿区城镇化的水平日渐提高，成为屯留县经济文化较发达的地区之一。煤矿地层杜家沟井田均为第四系黄土所覆盖，仅于北部阎村、常隆一带有二迭系上石盒子组地层零星出露。综合柱状图见图1-2。根据钻孔揭露情况，将地层发育情况由老到新叙述如下：(1)、奥陶系中统马家沟组O2m岩性为灰色～深灰色厚层状石灰岩，局部裂缝溶洞发育，并为灰白色铝质泥岩、黄铁矿、菱铁矿等充填。(2)、石炭系中统本溪组C2b该组厚度1.35～13.43m，平均9.11m。岩性以灰色块状铝土泥岩为主，局部发育灰白色中厚层状中粒砂岩、砂质泥岩以及底部山西式铁矿层。与下伏地层假整合接触。(3)、石灰系上统太原组C3t本组厚度99.35～119.16m，平均厚度108.38m左右。底部以K1砂岩与本溪组分界，顶部以K7砂岩与山西组分界，是本区的主要含煤地层之一。主要由4～5层石灰岩及灰色砂岩、灰黑色泥岩和7～10层煤层组成。其中15－3﹟煤层为可采煤层，厚度0～2.73m，平均厚度1.66m，但冲刷面积较大。属典型的海陆交互相沉积，旋回结构明显，但岩性岩相较为复杂。本组发育四层较稳定的石灰岩及一层局部发育的石灰岩。(４).二叠系下统山西组Ｐ1S本组厚度40.97～97.55m，平均厚度约55.69m。是本区主要含煤地层。岩性主要为灰白色、灰色中、细粒石英砂岩，灰色、灰黑色粉砂岩、砂质泥岩，夹1～4层煤。其中下部的3＃煤层为主要可采煤层，厚度4.84～7.32m，平均厚度6.09m，3＃煤上部多有一层灰色细、中粒砂岩，厚度数m至十余m，为3＃煤老顶，与下伏地层太原组呈整合接触。(５).二叠系下统下石盒子组Ｐ1x本组厚度44.2～78m，平均厚度约59.55m。连续沉积于山西组地层之上，顶部为一层紫红、紫灰等杂色含鲕粒的厚层状铝质泥岩或砂质泥岩（俗称桃花泥岩），中下部为灰色泥岩，砂质泥岩，灰色、灰白色石英砂岩。底部以一层灰白色厚层状中、粗、细粒石英砂岩Ｋ8与山西组分界。(６).二叠系上统上石盒子组Ｐ1sh本组厚度309.8～408.31m，平均厚度约353.87m。岩性为紫红色、紫灰等杂色泥岩或砂质泥岩，灰色、灰白色、黄绿色细、中、粗粒石英砂岩。底部以Ｋ10砂岩与下石盒子组分界。与下伏地层呈整合接触。图1-2综合柱状简图（７).第四系Ｑ图1-2综合柱状简图厚度31～64.9m，平均约43.13m。是本区的主要覆盖层，岩性为棕黄色、浅黄色亚粘土，含砂质粘土，夹姜石、砂砾层，顶部为耕植土，与下伏地层呈角度不整合接触。井田构造特征杜家沟井田位于潞安矿区中部，构造以褶曲为主，地层走向近南北，向西倾斜，倾角3°～6°。东部以单斜为主，伴有近东西向波状起伏；西部为近南北向褶曲。断层不发育，井田范围内尚发育有四条落差20～30m和两条落差5～10m的小中型断层。现分述如下：1、F1断层：为1011号钻孔所见，推断走向北20°西，倾向南西，倾角60°，为上盘上升的逆断层。1011号钻孔545m见破碎带，Ｋ2石灰岩重复，15-3号煤层重复，显属三个逆断裂所致，总落差30m，延长1500m。2、F2断层：走向北80°东，倾向北西，倾角70°，为常22、2012、2013、517号钻孔控制。常22号钻孔缺失3号煤层以下至K5石灰岩以上的一段地层，据测井曲线解释，461m有破碎带，落差30m。2012号钻孔深421m见破碎带，K10至3号煤层的间距和邻近钻孔相比缩短15m，向西延至2013号钻孔附近尖灭，向东延至517号钻孔附近尖灭，全长3.5公里，为正断层。3、F64断层：位于杜家沟以北，走向北50°东，倾向南西，落差10m，为上石盒子组地层露头所显示，推断延长500余m，为正断层。4、Ｆ65断层：位于Ｆ64断层以南，走向北75°东，倾向南西，落差5m，为上石盒子组地层露头所显示，推断延长500余m，为正断层。井田水文地质条件杜家沟井田在精查勘探阶段，仅对2012号钻孔基岩风化带段进行了抽水试验和1063号钻孔277～287.10m上石盒子组涌水段做了涌水试验，水文地质工作量较少。结合区域水文地质特征，杜家沟井田初步划分了11个含水层，即奥陶系灰岩为1号含水层，太原组K2、K4、K5灰岩分别为2、3、4、5号含水层，山西组K7砂岩为6号含水层，3号煤层顶板砂岩为7号含水层，下石盒子组K8砂岩为8号含水层，上石盒子组基岩风化带为9号含水层，第四系下更新统为10号含水层，第四系中更新统为11号含水层。85年10月14日，矿务局地质队在主、副井之间补打1个检查孔，该检查孔采用流量测井新技术，通过测量钻孔中垂向水流的变化来划分含水层的位置，基岩风化带以下共探明含水层11个，比精查报告多4个。结合精查地质报告及检查孔资料，杜家沟井田共发育含水层15个，各含水层情况见表1-1，现分述如下：表1-1各含水层情况表含水层编号层位及岩性层厚（m）水位标高（m）单位涌水量(l／s、m)渗透系数（m/d）含水性质15第四系中更新统表土埋深5—10m受大气降水影响潜水14第四系下更新统砂土36－60927.29－943.741.31－16.66孔隙水13基岩风化带50943.130.046—0.086裂隙水12上石盒子组上部中、粗砂岩4.00914.520.05561.21裂隙水11上石盒子组中部细、中砂岩10.74915.3220.0710.27裂隙水10上石盒子组中部中砂岩10.49909.3220.2533.88裂隙水9Ｋ10粗砂岩4.4－12864.922－0.582.05裂隙水8Ｋ8细、中砂岩0—19.68裂隙水73号煤顶板砂岩7.50786.2420.0430.26裂隙水6Ｋ7中、粗砂岩9.80786.2420.01080.097裂隙水5Ｋ5石灰岩1.13含混抽水裂隙水4Ｋ４石灰岩3.630.055裂隙水3K3石灰岩2.510.0017裂隙水2K2石灰岩2.62—11.60王庄16号孔为7140.0005－0.916裂隙溶洞水1中奥陶统马家沟组灰岩500—600714－720岩溶水1号含水层：中奥陶统马家沟组灰岩，共分八段，区域水位标高690m左右，岩溶含水性表现为“上弱下强”的特点，为丰富含水层，岩溶埋藏标高约300～500m，预计杜家沟井田水位标高在660m左右。2号含水层：太原组K2石灰岩，层厚2.62～11.60m，覆于15号煤层组之上，水位标高714m，含水性不均，个别地段含水丰富，一般属较弱含水层。3号含水层：太原组K3石灰岩，层厚2.51m，裂隙一般不发育，为弱含水层。4号含水层：太原组K4石灰岩，层厚3.63m，为较弱含水层。5号含水层：太原组K5石灰岩，裂隙不发育，为较弱含水层。6号含水层：山西组K7砂岩，层厚9.80m，裂隙不发育，为较弱含水层。7号含水层：山西组3号煤层顶板砂岩，层厚约7.5m，裂隙不发育，为较弱含水层。8号含水层：下石盒子组底部K8砂岩，层厚0～19.68m，厚度变化较大，为较弱含水层。9号含水层：上石盒子组底部K10砂岩，厚4.4～12m，矿区普遍发育，水位标高约865m，承压206.72m水柱高，由于该含水层厚度较大，面积广，具有良好的多年调节性能，承压水动态比较稳定，为较丰富含水层。10号、11号含水层：为上石盒子组中部的两层砂岩。在主、副井检查孔中，10号含水层深207.31m，厚10.49m，11号含水层深187.50m，厚10.74m。这两个含水层是两个连续沉积旋回的含水层，它们中间是半隔水层，可以通过半隔水层的顶底板获得相互补给，因此，这两个含水层均为较丰富含水层。12号含水层：上石盒子组上部的一层中、粗粒砂岩，主、副井检查孔深118.6m，厚4.0m，一般为较丰富含水层。13号含水层：为基岩风化带，厚50m左右，由破碎泥岩、砂岩组成，水位标高934.13m，含水较丰富，风井筒施工中，该含水层造成突水，最大涌水量达280m3/h。14号含水层：第四系下更新统，厚36～60m，以粉砂、细砂、粘土质砂、砂砾层组成，为孔隙水，水位标高927.29～943.74m，为丰富含水层。15号含水层：第四系中更新统，水位埋深5～10m，多为农村生活用水，含水性较弱，受大气降水影响明显。杜家沟井田各可采煤层均处于深埋区，属于深部井田，煤系内及以上邻近基岩含水层，远离露头区，与地表水体和第四系含水层无水力联系，地下水补给条件差，含水层富水性弱。本井田主要可采煤层为3号煤和15-3号煤。3号煤的主要充水含水层为其上覆的砂岩裂隙含水层；15-3号煤主要充水含水层为上覆太原组石灰岩的岩溶含水层。根据上述矿床主要充水含水层的含水空间特征，充水方式及水文地质条件的复杂程度，井田矿床水文地质类型可划分为两类：山西组3号煤层开采时，水文地质类型为第二类第一型，即水文地质条件简单的顶板直接充水的裂隙充水矿床。瓦斯、矿井涌水情况矿井正常涌水量608.2，矿井最大涌水量678.4，井型为大型井，年设计生产能力4.00Mt，矿井为高瓦斯矿井。矿井2004年瓦斯等级鉴定为高瓦斯矿井，矿井瓦斯绝对涌出量48.22m3/min，相对涌出量4.89m3/t。根据矿井地质情况表明，矿井瓦斯涌出量与煤层深度基本成正比关系，选择通风系统主要考查矿井开采技术条件和开拓开采设计，同时尽可能地减少井巷工程量和通风运营费，设备运输及维修费等经济问题。同时还要根据上述问题思考是否要灌浆、煤层注水及抽放瓦斯等。矿井困难时期通风量为160m3/s，容易时期通风量为162m3/s。煤层特征(1)、煤系地层：含煤地层为下二迭系山西组及上石炭系太原组，含煤地层总厚163.36m，含煤10～17层，煤层总厚11.25m，含煤系数为6.9％。山西组厚54.10m，含主要可采煤层3号煤层，煤层平均厚度6.09m，含煤系数11.20％，山西组顶底部、局部发育不稳定薄煤层1～3层，一般均不可采。(2)、可采煤层：3号煤层：位于山西组的中下部，以其本身厚度大、层位稳定为重要对比标志，上距Ｋ8砂岩22.42～43.30m。平均31.67m，下距Ｋ7砂岩顶面2.70～18.85m，平均12.98m，煤层对比非常可靠。煤层厚度4.84～7.32m，平均厚度6.09m，结构简单，夹石1～3层，夹石厚0.1～0.3m，仅个别孔（1009号孔）夹石变厚达0.75m。该煤层控制研究程度较高，符合规范要求，为稳定型全井田范围内可采煤层。煤层特征见表1-2。表1-2煤层特征表煤层编号厚度（m）间距（m）结构（夹石层数）稳定程度可采情况顶板岩性底板岩性最大—最小平均最大—最小平均34.84～7.326.0987.15～154.08112.220-3稳定全井田可采粉砂岩细、中砂岩煤的物理性质：各煤层均为黑色层状，光亮型煤及暗淡型煤相间，条带状构造明显，玻璃光泽，参差状断口，节理裂隙为薄膜状黄铁矿或方解石充填。经测定，煤的比重3号煤层在1.41～1.58之间，15-3号煤层在1.52～1.74之间。煤的化学性质：3号煤层：洗煤挥发分10.68～14.00％，平均12.61%，由东向西有规律的递减。原煤灰分9.19～25.86%，平均15.75%，洗煤灰分4.48～11.88%，平均6.99%，一般下分层比上分层灰分高。磷：0.004～0.034%，平均0.021%。原煤全硫0.26～0.39%，平均0.33%，洗煤全硫略高，因煤中含有机硫较多，洗煤后不能降低，但煤中最高含硫量为0.39%，属低硫。干燥无灰基发热量34.6～365.0MJ/kg，平均35.8MJ/kg。煤灰矿物成份分析结果二氧化硅37.04～53.52%，三氧化二铝23.13～39.66%，灰熔点(T2)1348～1500℃。按煤质分级指标，属低灰～中灰、低硫、低磷、高发量、高熔点灰分之贫煤。工业用途：原煤是优质的动力用煤，另外还可以加工成十四级混煤、洗块煤、喷吹煤等品种，应用前景良好。可选性评价：(1)、筛分试验：筛分试验分为13～0.5mm和小于0.5mm两级进行，由试验结果可知，13～0.5mm粒度级煤占全样的42.74%，小于0.5mm粒度级煤占全样的57.26%。(2)、浮沉试验：简易可选性的浮沉试验分为＜1.3、1.3～1.4、1.4～1.5、1.5～1.6、1.6～1.8、1.8～2.0、＞2.0等比重级进行，经试验，3#煤浮煤产率主要集中在＜1.30、1.30～1.40两个比重级内。(3)、可选性评价：采用±0.1含量法评价，假定精煤灰分为10%时，精煤理论产率为92%，理论分选比重为1.76，±0.1含量为2%。假定精煤灰分为9%、精煤产率为89%、理论分选比重为1.54，±0.1含量为6%。经试验，3#煤层可选性等级属极易选。其他有益矿产与煤共生的其他有益矿产有铝土矿、黄铁矿等，位于本溪组中部或底部，肉眼鉴定，一般品位不高，并多和粉砂岩成互层状。经取样化验，三氧化二铝36.38%～17.71%，二氧化硅41.93～56.70%，铝硅比值小于1，达不到铝矿石的工业品位要求。黄铁矿、菱铁矿多以结核状夹于铝土岩中，一般厚仅数十厘m，达不到可采厚度。另对煤层中的分散及放射性元素锗、镓等进行分析，一般达不到工业要求。1.2井田开采1.2.1井田边界本井田南部及北部均为人定边界东临王庄煤矿，西临屯留煤矿，井田面积51.8k㎡。ABCD表1-3拐点坐标表1.2.2井田储量表1-4煤层资源储量汇总表（单位：万吨）煤号煤种111b2M11331332333合计3PM36785.43925.500554.941265.8（1）、杜家沟井田地质勘探程度达到勘探，详细查明了煤层的地质特征及开采技术条件，可靠程度为探明；目前正在开采，可行性评价为可行性研究；煤炭市场较好，产品供不应求，经济意义为经济的。根据矿产资源储量套改技术要求（GB/T17766-1999），开采范围均圈定为探明的（可研）经济基础储量，编码为111b。（2）、跨越断层圈定探明的（可研）经济基础储量时（111b）。在断层两侧各划出50m的范围圈定为探明的内蕴经济资源量，编码为333。（3）、村庄、高速公路、水体、工业广场等保护煤柱的块段，圈定为探明的（可研）边际经济基础储量，编码为2M11。（4）、无法布置正规工作面的小块段、边角煤圈定为探明的（可研）边际经济基础储量，编码为2M11。矿井年产量及服务年限:矿井设计每年工作日为330天，每天提升16h，井下实行三、八制，每天二班生产，一班检修，每班工作八小时。矿井设计服务年限：（1-1）T矿井设计服务年限，a；矿井可采储量，Mt；Ａ矿井设计年产量，Mt/a；Ｋ储量备用系数，这里取１.４；则服务年限Ｔ＝36785.4/（400×1.4）＝65.6a＞60a，符合建大型矿井的要求，即此矿井设计年生产能力为4.00Ｍｔ，服务年限为65.6ａ。1.3井田开拓1.3.1概述矿区内生产矿井开拓方式采用立井开拓，矿井采用中央竖井，煤层分组采区上、下山联合布置的开拓方式，中央并列式通风，井田设三个井筒：主井、副井、风井。地面标高+937m。全矿井划分为两个水平，第一水平标高+520m，第二水平标高+470m，主要运输大巷布置在3号煤层下约30m岩层中，开采3号煤层的浅部条带，第二水平主要开采3号煤层的深部条带，由于煤层倾角较小，地质条件稳定，划分为带区开采，采用倾向长壁采煤。影响井田开拓方式的主要因素（１）、本矿井范围内有几个比较大的村庄，所以使广场煤柱与村庄煤柱合二为一，要避免首采区迁村。（２）、矿井井田形状呈长方形，井田倾向长度7ｋｍ，走向长度7.4ｋｍ。（３）、井田地质条件简单，但瓦斯涌出量较大，其中北部比南部大，西部比东部大。４、煤层倾角小，平均2˚，煤层厚度较厚，平均6m。井田开拓综合考虑影响井田开拓的因素，对设计中次要先于解决，则主要矛盾是井田内划分，开采水平的数目和设置，运输大巷的设置。先行确定的有：井筒形式、数目、位置，井底车场等。本井田表土层很厚，宜采用立井，开凿一对立井和一个风井。技术可行方案综合考虑本矿井影响开拓的主要因素，提出了以下三个方案：第一方案：在+520水平开凿大巷，在大巷两侧直接布置带区工作面，采用倾斜长壁采煤。当第一水平开采即将结束时，采用暗斜井延伸达到第二水平，即+470水平，在第二水平布置大巷，在大巷两侧布置带区工作面，主要开采3号煤层的深部。第二方案：采用立井单水平开采，在+500水平开凿大巷，然后在大巷两侧直接布置带区工作面，开采整块煤田。第三方案：采用立井两水平开采，在+520水平开凿大巷，在大巷两侧布置工作面，当第一水平开采即将结束时，直接延伸立井到达第二水平，开掘大巷，然后布置带区工作面。方案1立井单水平加暗斜井方案二立井单水平方案三立井两水平技术比较从以上方案的简图可以对方案1和方案2进行比较，二方案的生产系统均简单可靠，由于本井田范围很大，方案2虽然可以节省一段暗斜井，但需要的井筒深度较深，对于初期建井不利，同时布置的工作面走向很长，大约4000m，给掘进和通风带来很大的麻烦，对于初期投资要求很大，方案一虽然需要暗斜井延伸，但是布置的带区长度合理，建井初期投资较少，出煤较快，同时由于井田东部煤层较浅，瓦斯含量少，开采容易。综合考虑，方案1要优于方案2，所以使用方案1。余下的1、3两个方案均属技术上可行的方案，水平服务年限也均符合要求（中型矿井第一水平服务年限应大于20年，两者相比，虽然方案Ⅲ的总投资要比方案Ⅰ高些，但是其初期投资较少，因此两方案要通过经济比较才能够确定其优劣。方案一和方案二的区别在于第二水平是用暗斜井开拓还是直接延伸立井，两方案的生产系统较简单可靠。两方案对比，第3方案需多开立井井筒，阶段石门和立井井底车场；并相应的增加了井筒和石门的运输，提升，排水费用。而方案1则多开暗斜井和暗斜井的上下车场，并相应的增加了斜井的提升和排水费用。粗略估算表明：两方案的方案费用相差不大。方案一的提升、排水工作的环节少，人员上下方便。方案经济比较由于方案Ⅰ和方案Ⅲ在第一水平内的准备方式和采煤方法都完全相同，方案比较法在对不同的开拓方案进行比较时，一些相同的部分可以不进行比较，于是我们在对方案Ⅰ和方案Ⅲ两个方案进行比较时，可以只将两个方案中有差别的基建工程量、基建费用、生产经营费用及费用汇总表分别计算汇总于表1-5、表1-6、表1-7、表1-8中。通过费用汇总表在经济上来比较两方案的优越。表1-5基建工程量时期项目方案3方案1早期主井井筒/m417+30417+30副井井筒/m417+5417+5井底车场/m300+560300+560运输大巷/m18401840后期主井井筒/m503800副井井筒/m503800井底车场/m300+560300主石门/m3500/运输大巷/m18001800表1-6基建费用表方案项目方案3方案1工程量/m单价/元/m费用/万元工程量/m单价/元/m费用/万元早期主井井筒4473754167.804473754167.80副井井筒4224081172.454224081172.45井底车场860110094.6860110094.6运输大巷1840900165.61840900165.6小计600.45600.45后期主井井筒50375418.738001000380副井井筒50408173.4638001100418井底车场860110094.6300110033主石门3500*29005600///运输大巷12009001081200900108小计1014.76939共计1615.11539表1-7生产经营费用项目方案3生产经营费用/万元项目方案1生产经营费用/万元石门运输1.2×4945.05×0.80×0.31=1797.7暗斜井运输1.2×4915.05×0.87×0.48=2463提升1.2×4915.05×0.5×0.85=2506.7提升1.2×4915.05×0.275×1.02=1654.4排水3942000×27.9×0.35×10-4＝3882.36排水4113477×27.9×0.33×10-4＝4051.24合计8186合计8138表1-8费用汇总表方案项目方案3方案1费用/万元百分率/％费用/万元百分率/％基建工程费16151001539100生产经营费81861008138100总费用98011009677100综合比较综合以上各表的内容来看：方案1和方案3费用相同，方案1需要较长的暗斜井，但是方案3也有较长的石门，因为煤层为近水平煤层，所以暗斜井的坡度很小，方案三需要延伸井筒一次，对矿井的正常生产有一定的影响，而且当第一水平向第二水平过渡时，通风不容易解决，况且方案3的费用高于方案1，所以最终确定使用方案一。1.3.2井筒特征井筒特征尺寸井筒断面尺寸主要是根据提升容器的种类、数量及外形尺寸确定。1）、主井提升容器是一对32t箕斗，断面图为：图1-3主井断面图2）、副井提升容器是一对3吨双层单车普通罐笼，另有梯子间风管，电缆等设备，断面尺寸图为：1-风管;2-罐笼;3-梯子间图1-4副井断面图3）、风井风井除回风外，还兼做矿井的安全出口，装备梯子间，断面图为：图1-5风井断面图表1-9井筒特征表井筒名称主井副井风井井口坐标X（m）402630040263004025980Y（m）384079153840799538407995Z（m）+937.3+937.0+937.2用途提煤提人,运料,通风通风,行人提升设备箕斗罐笼梯子间梯子间井筒倾角900900900断面形状圆型圆型圆型支护方式井筒壁厚（mm）350400350提升方位角（°）25125135井筒深度（m）447417350断面积净（m2）掘（m2）54.2材料及壁厚井壁是井筒的重要组成部分，其主要作用是承载地压，防止围岩风化等，具体的井壁的厚度等见井筒特征表1-9，井筒深度井筒深度除自井口至开采水平的井筒长度外，还需要加井窝的深度。井窝深度：箕斗井为清理井底撒煤，平台下再设≥4m井底水窝。故一般开挖到井底车场水平以下30~40m，这里取30m。井筒深度确定后，填入井筒特征表。开采顺序及采区开采顺序由于整个矿井的煤层倾角很小，完全符合采用倾向长壁采煤法进行采煤，所以第一水平采用上下山带区开采，上下山带区均采用后退式开采方式，既上山采用俯斜开采，及下山采用仰斜开采。保证年产量的回采区段数和工作面数（1）、本设计矿井年产量4.00Mt，综合机械化放顶煤，三个工作面保证矿井设计年产量。保证年产量时的工作面线长：B=（1-2）=（400·10000·0.9）/（6.0·1.4·950.4·0.8）=562.5根据现有工作面长度及便于带区工作面布置，设计取两个工作面长度L=225m，顺槽中—中距离为230m。另一工作面长度为160m,顺槽中—中距离为165m。B采煤工作面总线长，m;A矿井设计年产量，t/a；x回采出煤率，一般取0.9；m同采煤层总厚度，m；煤层容重，t/m3；k3工作面采出率，这里是放顶煤取0.80；L年推进度，mL=330×n×i×¢=330×4×0.8×0.9=950.4m；其中：330矿井年工作日，天；n日循环数，4个；φ正规循环系数，这里取0.8。（2）、矿井年产量的验算= （1-3）=6×225×950×1.4×0.8×2＋6×160×950×1.4×0.8=3.73462Mt在一个回采工作面回采结束以前，必须已经准备好一个回采工作面，要准备好一个回采工作面掘进出煤量为：An==6×5×10000×0.97×1.4=0.40700Mt（1-4）其中：An掘进工作面年产量，Mt/a；巷道高度，m；巷道宽度，m；年掘进长度，m；掘进工作面采出率，取97%。则矿井年产量A=Am+An=3.7207+0.407=4.141260Mt所以在实际生产中矿井完全可以达到年设计生产能力4.00Mt。井巷工程量和建井工期根据以上章节的设计和计算结果，计算达到设计年产量时的井巷工程量，并编制施工进度图表，确定建井期。表1-10巷道的掘进速度表表1-11井巷掘进类别表②有煤和瓦斯突出危险的煤层巷道掘进速度应采用0.8修正系数。8.10.21.3.3采煤方法为了选择合理的采煤方法，必须详细研究煤层的赋存条件和地质特征，并考虑实习矿井实际使用经验。杜家沟矿区煤层赋存比较稳定，可采煤层主要为3号煤层，3号煤层属于近水平煤层，平均倾角2˚--6˚。煤层平均厚度为6m。煤尘无爆炸性，煤层无自燃发火性；地质构造简单，结合设计矿井矿井实际情况以及现有的生产技术条件，设计采用综合机械化放顶煤回采工艺，倾斜长壁采煤法，用全部跨落法处理采空区。带区走向长度的确定以第一水平的第一阶段内带区为例由于矿井年产量较大，要同时开采三个工作面，三个首采工作面均布置在井田工业广场附近，分布在不同的带区，由于各个带区的情况大致相同，所以下面对一个带区的情况进行代表性说明，本带区地质条件简单，坡度变化极为平缓，并且全是111b级储量。确定区段斜长及数目本带区位于井田工业广场和井田南部部边界之间，带区内划分为8个分区，倾向长度2000m，走向长度2000m。根据前面计算可知，本带区的工作面长度为225m，回采巷道宽4.9m，每个分带的走向长度250m。由于开采的煤层为单一厚煤层，根据煤层赋存条件可以知道顶板板岩石比较稳定，维护条件较好，所以决定将回采巷道布置在煤层中，为了减少煤层厚度的损失，回采巷道和采煤工作面开切眼均应沿煤层底板布置。由于本矿井的煤层底板岩石稳定，并且相当容易维护，为了生产的集约化，所以矿井的水平大巷之间的距离取15m。回风巷用斜巷与回风大巷联接，运输巷用进风行人斜巷与大巷联接。首采区辅助运输使用单轨吊进行，井底车场设装载点，直接从井底车场利用单轨吊的高低差进行起吊，直接运到采煤工作面。单轨吊经由水平大巷进入区段平巷，不再经过装载直接把人员、材料等运到工作面卸载，再把矸石等运出工作面。胶带输送机上山与区段平巷采用溜煤眼连接，煤从工作面通过可伸缩胶带输送机到达溜煤眼，再通过上山胶带输送机运出采区，直到井底煤仓。利用单轨吊的高差转载起吊示意图：1单轨吊车轨道2单轨吊车3平板车4货物图1-6单轨吊的高差转载起吊示意图根据带区生产能力，带区巷道布置、煤层赋存条件选择确定巷道的掘进方法为综掘。当某一回采工作面将要采完时，须把一个接替回采工作面准备好，以确保工作面的正常生产。故需要配置足够的巷道掘进队，并安排好掘进工作面的接替。采掘工作面的比例关系(头、面比)计算方法如下：（1-5）式中：N—掘进工作面回采工作面头面比；t1—机械安装时间，综采一个月；t2—工作面备用时间，按半月计。th—回采工作面所需时间，月；（1-6）其中：Lg—区段内回采工作面沿走向全长，m；Vh—回采工作面月速度，m/月；tj—掘进工作面所需时间，月；（1-7）其中：In—接替工作面的巷道长度，m；Vj—巷道的掘进速度，m/月；所以：tj==＝8.45月Th=＝19.2月又因为t1＝1，t2＝0.5。所以：N=＝0.481.3.4井底车场及硐室井底车场是井田开拓的重要内容之一，它与井型、大巷、井筒及位置都有密切的关系。井底车场的形式本矿井采用卧式井底车场，设计年生产能力为4.00Mt/a，大巷采用皮带运输，辅助运输采用矿车运输，考虑本矿井煤层倾角2~4°，初期大巷采用胶带输送机运输，随着矿井开采范围的扩大，运输距离不断加长，使用胶带输送机运输不经济时，大巷运输改为轨道运输，由于这次设计只是矿井的初步设计，所以只考虑输胶带输送机的情况。线路平面设计1)、井筒位置的确定本井田地表地势平坦，井筒位置基本不受地表限制，取两井筒中心点之间的距离为80m.2)、井底车场各存车线的计算：①副井空重车线L＝m×L1+L2+L3（1-8）L储车线长度，m；m列车数n每列车矿车数L1一辆矿车长度，m；L2电机车长度，m；L3电机车制动距离，一般取12～15m代入数据L=1.5×15×3.45+4.5+15=97.125考虑到后期要用底卸式矿车运输煤炭，副井进车线受主井重车线的影响，所以副井空重车线均取135m。②材料车线长度取20节材料车：L=20×3.45=69m（1-9）考虑富裕能力在这里取85m3)、马门头线路参考《矿井设计手册》中的有关章节内容和本矿井实际情况，可以使用通用设计中的线路布置，具体线路布置见下图：。4）、车场道岔及连接根据所选用的车辆型号，10t电机车，牵引3t矿车，，选择井底车场轨型、道岔及平曲线半径为：轨距：900mm轨型：30㎏/m辙叉号码：单开5对称4平曲线半径：15～25m。选择道岔型号，具体选用的道岔型号及参数为：单开道岔：ZDK930/5/20α=11018’36”a=4252b=5848R=25000对称道岔：ZDC930/4/20α=11018’36”a=4252b=5848R=250001)、单开道岔平行线路连接图1-8单开道岔平行线路连接已知：α=11018’36”a=4252b=5848R=25000则：B=S×cotα=1900×5.025=9547.78m==1900/0.1959=9698T=R×tan=25000×0.098=2473n=m-t=9698-2473=7275c=n-b=1377l=a+B+T=164822)单开道岔非平行线路连接图1-9单开道岔非平行线路连接已知：α=11018’36”a=4252b=5848R=25000δ=30˚45'则：β=δ-α=30˚45'-11018’36”=19016’24T=Rtan0.5β=25000×tan9033’12”=4205m=a+（b+T）sinβ/sinδ=4252+(5848+4205)sin19016’24/sin30˚45=10736M=bsinα+Rcosα=26060H=M-Rcosδ=4575n=H/sinα=8953f=a+bcosα-Rsinα=5734-4898+4252=5091Kp=л·α·R/180°=49303)对称道岔线路连接对称道岔线路连接已知：α=14002’10”a=2300b=4858R=25000则：B=0.5S/tan（0.5α）=7786T=Rtan（0.25α）=1529m=S/（2sin0.5α）=7916b3=bcos（0.5α）=4894n=m-T=6387C=n-b=1529L=a+B+T=8687井底车场线路总平面布置井底车场线路图1）、区段的划分区段Ⅰ1--2165m；区段Ⅱ2—365m区段Ⅲ3--4200m区段Ⅳ4--1340m由于本矿井采用的是胶带输送机运煤，所以井底车场只计算材料和矸石的通过能力，调车及作业时间见表1-13。表1-13调车作业程序及时间表2.施工准备工作的编制2.1开工前的准备工作2.1.1工业广场的平整按工业场地设计标高和土方调配图进行场地平整和障碍物拆迁。1.首先平整各工业场地井口区及拟利用的永久建筑区域，为永久建筑的施工创造条件，然后陆续平整其他部分，使平场与地面建筑的施工顺序相适应；2.在平场的同时应完成以下工作：（1）地下永久管线的敷设（包括暖气管沟、给排水管路、压风管路及缆线等工程）（2）填方量较大的永久建筑物的基础场内公路与平场同步进行（4）填方取土应本着就近原则，确定取土点和方式，借土地方可后用矸石回填（5）平整完成后即进行绿化工作2.1.2水电供应一、供水设计确定建井期间生产、生活用水取用新近系中部含水层，打一眼水源井即可满足要求，同时了安全供水，设计中另外考虑在第四系全新统承压含水层再打一眼备用水源井。投产后可采用处理后的矿井排水作为矿井和洗煤厂生产、生活及消防用水水源。工广用水量：生产用水，8600m3/d；生活用水，2080m3/d；消防用水，1000m3/d；工广用水总量，11680m3/d。二、供电设计矿井电源有两个：一个是李固110kV变电站，一个是冯营电厂。正常情况下，冯营电厂作为主供电源，李固110kV变电站作为备用电源。李固变至本矿的110kV输电线路已建成，冯营电厂至本矿的110kV输电线路在建。另外，矿井110kV变电站的110kV配电装置部分设备已安装。因此杜家沟一矿的110kV电源已经形成。2.1.3通讯联系行政电话交换机选用SOPHO-iS3000型数字程控电话交换机一台，初装容量为320门，安装在矿井办公楼；生产调度电话交换系统选用HRD-512型数字程控调度交换机一套，初装容量120门，安装在矿井办公楼；场外通信，本矿井与集团公司之间的通信，采用20芯光纤,线路全长50km。2.1.4交通运输根据设计，首先完成进场公路，接入辉吴公路，路线全长560m。施工场地之间的公路，与排矸公路根据需要安排，且场内道路与平场同时进行，其它公路根据需要及时修建。2.1.5工人及建筑材料的来源钢材、水泥、木材等由由矿务局统一调拨；砖砂石等土产材料就近解决；劳动力由各施工单位安排。2.2临时工业广场布置2.2.1布置原则1、尽量利用永久工程，必不可少的凿井设施、施工暂设及管线要避开永久建筑物和永久设施；2、材料场地：大综材料及设备场地的选择既要避开永久建筑物，又要避免频繁迁移；3、井筒临时锁口，按绝对标高施工，其余凿井设施的基础表面，按高于自然地表的300mm考虑。2.2.2永久建筑物、构筑物和永久设备利用情况和采取的措施考虑到节约建设投资和缩短建井工期，本矿井建设本着多利用永久建筑物和机械设备的原则，尽量建设永久生产、生活设施，减少不必要的投资，同时也为矿井投产后的运营提供方便；矿井建设准备期和建设期利用的永久建筑物如下：1.场外工程场外公路、输变电工程、给排水工程、通讯工程等2.永久建筑食堂、单身宿舍、油脂库、材料库、坑木加工房、机修车间、办公楼、任务交待室、矿灯房、空压机房等，中后期可利用的有锅炉房、火药库、提升机房等3.永久设施给排水管道、供热管道、水塔或蓄水池、永久井架、围墙大门、场内照明动力电网、通讯线路、污水处理系统、井上下输变设施、井上下运输设施、排矸系统4.永久设备地面输变电设备、空气压缩机、提升机、井上下供电设备、井下主排水设备、井下提升机、矿井运输设备5.井下工程变电所、水泵房、水仓、提升机房、火药库、永久轨道2.2.3工业场地平面布置特点为将铁路及装车仓、储煤场布置在工业场地的北部场区后方；辅助生产系统及选煤厂（器材库、器材棚、矿井修理间、综采设备中转库、木工房等）布置在副井井筒的西北面及北面，位于工业场地的中部；工业广场大门及场前区、办公生活区（办公楼、灯房、浴室更衣室、区队办公楼、单身宿舍、食堂、职工培训中心及招待所、汽车库、救护队等）布置在工业场地的南部及东南部，形成较好的独立的场前区；110kV变电站布置在副井的东南，距主井、副井及风井均较近，位于负荷中心，供电线路较短；矿井水处理系统、生活污水处理系统集中布置在副井的东面、风井的附近。工业场地共设三个主要出入口，一个为南面的矿井主要大门出入口，为矿井的主要对外联络通道；另一个为北面的运煤出入口，为全矿煤炭地销外运的出入口；第三个是便于职工管理、方便出入的东南角出入口，该处道路向东100m即与运煤道路相接。2.2.4施工准备期工程进度安排施工准备期间工程从1995年05月25日开始，到1996年2月25日结束，具体工程内容如下：井架组装、天轮平台梁加工、翻矸台加工、天轮房组装；井架及天轮房吊装；上天轮平台、翻矸台；压风机安装，调试；绞车安装调试；大临及措施工程土建项目施工，具体由井架基础、稳车群基础、绞车基础、压风机基础，压风机房、绞车房、井口房、仓库、办公室、住宅、维修房等。（具体见下表2-1）表2-1大临工程及临时用地表建筑名称用途面(体)积(m2/m3)位置需用时间绞车房放置绞车200个月绞车基础安装绞车200井架基础安装井架180压风机房安装压风机20搅拌机搅拌砼25职工宿舍职工休息500办公室办公100厂房100食堂人员就餐100维修房设备维修30水泥库存放水泥150井口房10×2井口配电房放置配电设备20×2料场堆放砂石400稳车基础安装稳车400暖料房冬季暖砂1502.2.5矸石系统减少污染、美化环境及少占良田，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。在开采初期塌陷区未完全形成之前设临时矸石排放场，地点选在工业广场西侧占地约4.94公顷。矿井开采矸石量约为16.8万吨/年，矿井洗煤厂洗矸石约为26.47万吨/年。洗煤厂洗矸具有一定的发热量，是煤矸石电厂极好的燃料，焦作煤业(集团)建有2x50MW煤矸石综合利用电厂，需要大量的煤矸石，因此，洗煤厂洗矸送往煤矸石综合利用电厂，矿井不再考虑洗矸石的排放。矸石山现有场地，可堆矸石量约为160万吨。由于运距较长，并考虑到便于副井井口房管理，减少井口房的空气和噪声污染，减少生产环节，副井井口房内不设矸石翻车机。自副井提升的矸石出井口房编组，由电机车牵引到临时矸石山翻笼房，翻矸后由双道2.2m3三面翻矸车堆放到临时矸石山上，空车出翻笼房后编组，由电机车牵引返回副井井口车场。3.立井井筒施工设计3.1井筒概况+937.31．井筒相关工程有表3-2井筒特征表井筒名称主井副井风井井口坐标X（m）402630040263004025980Y（m）384079153840799538407995Z（m）+937.3+937.0+937.2用途提煤提人,运料,通风通风,行人提升设备箕斗罐笼梯子间梯子间井筒倾角900900900支护方式提升方位角（°）25125135井筒深度（m）447417350井壁厚度表土（mm）350400350基岩(mm)400450400井筒掘进直径表土(m)6.808.05.5基岩(m)7.198.35.7掘进断面表土(㎡)36.350.219.6基岩(㎡)40.654.225.52．井筒地质及水文地质杜家沟井田在精查勘探阶段，仅对2012号钻孔基岩风化带段进行了抽水试验和1063号钻孔277～287.10m上石盒子组涌水段做了涌水试验，水文地质工作量较少。结合区域水文地质特征，杜家沟井田初步划分了11个含水层，即奥陶系灰岩为1号含水层，太原组K2、K4、K5灰岩分别为2、3、4、5号含水层，山西组K7砂岩为6号含水层，3号煤层顶板砂岩为7号含水层，下石盒子组K8砂岩为8号含水层，上石盒子组基岩风化带为9号含水层，第四系下更新统为10号含水层，第四系中更新统为11号含水层。85年10月14日，河津矿务局地质队在主、副井之间补打1个检查孔，该检查孔采用流量测井新技术，通过测量钻孔中垂向水流的变化来划分含水层的位置，基岩风化带以下共探明含水层11个，比精查报告多4个。结合精查地质报告及检查孔资料，杜家沟井田共发育含水层15个，各含水层情况见表3--3，现分述如下：表3-3各含水层情况表含水层编号层位及岩性层厚（m）水位标高（m）单位涌水量(升／s、m)渗透系数（m/d）含水性质15第四系中更新统表土埋深5—10m受大气降水影响潜水14第四系下更新统砂土36－60927.29－943.741.31－16.66孔隙水13基岩风化带50943.130.046—0.086裂隙水12上石盒子组上部中、粗砂岩4.00914.520.05561.21裂隙水11上石盒子组中部细、中砂岩10.74915.3220.0710.27裂隙水10上石盒子组中部中砂岩10.49909.3220.2533.88裂隙水9Ｋ10粗砂岩4.4－12864.922－0.582.05裂隙水8Ｋ8细、中砂岩0—19.68裂隙水73号煤顶板砂岩7.50786.2420.0430.26裂隙水6Ｋ7中、粗砂岩9.80786.2420.01080.097裂隙水5Ｋ5石灰岩1.13含混抽水裂隙水4Ｋ４石灰岩3.630.055裂隙水3K3石灰岩2.510.0017裂隙水2K2石灰岩2.62—11.60王庄16号孔为7140.0005－0.916裂隙溶洞水1中奥陶统马家沟组灰岩500—600714－720岩溶水1号含水层：中奥陶统马家沟组灰岩，共分八段，区域水位标高690m左右，岩溶含水性表现为“上弱下强”的特点，为丰富含水层，岩溶埋藏标高约300～500m，预计杜家沟井田水位标高在660m左右。2号含水层：太原组K2石灰岩，层厚2.62～11.60m，覆于15号煤层组之上，水位标高714m，含水性不均，个别地段含水丰富，一般属较弱含水层。3号含水层：太原组K3石灰岩，层厚2.51m，裂隙一般不发育，为弱含水层。4号含水层：太原组K4石灰岩，层厚3.63m，为较弱含水层。5号含水层：太原组K5石灰岩，裂隙不发育，为较弱含水层。6号含水层：山西组K7砂岩，层厚9.80m，裂隙不发育，为较弱含水层。7号含水层：山西组3号煤层顶板砂岩，层厚约7.5m，裂隙不发育，为较弱含水层。8号含水层：下石盒子组底部K8砂岩，层厚0～19.68m，厚度变化较大，为较弱含水层。9号含水层：上石盒子组底部K10砂岩，厚4.4～12m，矿区普遍发育，水位标高约865m，承压206.72m水柱高，由于该含水层厚度较大，面积广，具有良好的多年调节性能，承压水动态比较稳定，为较丰富含水层。10号、11号含水层：为上石盒子组中部的两层砂岩。在主、副井检查孔中，10号含水层深207.31m，厚10.49m，11号含水层深187.50m，厚10.74m。这两个含水层是两个连续沉积旋回的含水层，它们中间是半隔水层，可以通过半隔水层的顶底板获得相互补给，因此，这两个含水层均为较丰富含水层。12号含水层：上石盒子组上部的一层中、粗粒砂岩，主、副井检查孔深118.6m，厚4.0m，一般为较丰富含水层。13号含水层：为基岩风化带，厚50m左右，由破碎泥岩、砂岩组成，水位标高934.13m，含水较丰富，风井筒施工中，该含水层造成突水，最大涌水量达280m3/h。14号含水层：第四系下更新统，厚36～60m，以粉砂、细砂、粘土质砂、砂砾层组成，为孔隙水，水位标高927.29～943.74m，为丰富含水层。15号含水层：第四系中更新统，水位埋深5～10m，多为农村生活用水，含水性较弱，受大气降水影响明显。杜家沟井田各可采煤层均处于深埋区，属于深部井田，煤系内及以上邻近基岩含水层，远离露头区，与地表水体和第四系含水层无水力联系，地下水补给条件差，含水层富水性弱。本井田主要可采煤层为3号煤和15-3号煤。3号煤的主要充水含水层为其上覆的砂岩裂隙含水层；15-3号煤主要充水含水层为上覆太原组石灰岩的岩溶含水层。根据上述矿床主要充水含水层的含水空间特征，充水方式及水文地质条件的复杂程度，井田矿床水文地质类型可划分为两类：山西组3号煤层开采时，水文地质类型为第二类第一型，即水文地质条件简单的顶板直接充水的裂隙充水矿床。3.2表土施工表土施工方案的选择选择施工方案根据该矿井井筒地质条件和国内外技术现状，井筒可行的施工方法冻结法、钻井法、沉井法3种。冻结法：1）施工方法：井口准备工作完成后，按施工设计布置并冻结钻井孔，开挖盐水沟槽并安装冻结设备，造空完成后即可完成冻结，冻结约60天后且冻土达到设计强度，浅壁冻结壁的厚度足以抵抗地层压力时进行试挖，试挖一般采用环形台阶式分层挖掘法现在井底工作面挖出罐窝，再由中心向四周逐次挖掘形成台阶，然后分层剥离，如井内有未冻水则采用超前小并，将水集中排出。当试挖确定冻结施工安全后方可全面开工，开挖一般用人工或风镐进行，遇到特别坚硬的层位时，也可用小炮松位，严禁用大炮，施工吊盘及凿井井架的安装一般在试挖20m后进行，吊盘等设备安装完成后，方可按正规作业循环施工。施工中随挖随砌筑外壁，等全部冻结段施工完成后再自下而上滑膜砌筑内壁，内壁完成后若井筒涌水量较大，应进行壁间或壁后注浆。2）优缺点：是目前比较稳定、可靠的施工方法、技术成熟、安全条件好、挖掘进度快、施工组织管理方便，施工用地少，井筒到底转基岩或平巷施工过度组织工作简单。缺点是成本高，施工技术水平要就较高，施工准备多，占用井口时间长，井壁质量较差3）设施主要内容：冻结凿岩的专门设计，包括东接设备选型，冻结段布置，冻结深度确定，冻结孔布置，冻结方法，冻结工期，冻结指标，冻结时需注意的事项。表土段的施工方法，包括试挖时间及深度，挖掘方法及段高的确定，提升方法及设备的选型、风化基岩段的施工方法，包括开挖方法、提升、掘砌方法。若用爆破破岩，还应有爆破图表、壁座施工方法、井筒解冻时间及工艺、内壁砌筑方案、壁后注浆方法。钻井法施工方法简述：井口准备工作完成后按施工设计要求，组装钻机并施工泥浆池，待各工作就绪后，及可开始井筒的钻进。井筒钻进时，一般采用先井筒中心小断面超前钻进，然后分2-4级，将井筒扩进设计断面，钻井中心用泥浆护壁，并应掌握井筒的垂直度，减少偏斜发生，井筒钻进完成后，可进行预制井筒的下方，先下放锅底，然后逐节下方已治好的井壁，下放井壁时应注意井壁的链接，待井壁下完后将井内泥浆排出，然后进行壁后注浆固井与充填，完成井筒施工。优点是：械化程度高，综合成井速度快，施工作业安全，成井质量高，人员配置少，劳动组织简单，占井时间较短缺点是：成本较高，施工占地面积大，井筒垂直度不好，井筒过渡期组织复杂，对环境有一定污染设施主要内容：钻井选型，钻井方案设计，泥浆及泥浆池设计，井壁预制的质量保证，井壁下及连接方案，预制偏移措施，钻井完成与正常掘进转换，施工泥浆的处理方法，各配套水电系统设计，综合经济技术指标分析由于该矿井冲积层厚度较大、地质条件较复杂，无论采用哪种凿井方法施工，都面临许多技术难题。通过多次专家论证确定井筒施工方法采用冻结法施工。沉井法1）施工方法简介：井口工作完成后，按施工设计要求，将沉井刃角及第一段井壁移至井筒位置，靠井壁的自重开始向表土中下沉，然后在井壁的防护下，用大抓或水力从井筒中心向下挖，随正井内土层的挖出，井壁部位的土向中心流动，下沉阻力下，井壁不断下沉，如此循环往复，完成沉井施工过程，需注意的是沉井过程中，井壁的接长要及时，并保证质量，在下沉得过程，要特别注意房偏、纠偏，以及保证井筒的垂直度，沉井完成后，应视情况进行壁后注浆固井2）优点是：工艺简单，须用设备相对较少，易于操作，成本低，劳动条件好缺点是：成井深度较浅，井筒偏斜率较大，施工速度较慢设施主要内容：沉井的刃角设计、沉井的掘进和开挖的设计，井壁的接长方式、及保证井壁质量的措施，井筒的防偏、纠偏措施，沉井到正常掘进的转换方式，由于该矿井冲积层厚度较大、地质条件较复杂，无论采用哪种凿井方法施工，都面临许多技术难题。通过多次专家论证确定井筒施工方法采用冻结法施工。3.2.2凿井施工机械化作业线及配套方式A.挖土及凿岩：表土段以HZ-6型抓岩机适当配合风镐、风铲为主，人工挖掘为副进行掘进，冻结基岩段采用YT—27型风钻凿岩。B.抓岩：表土段以HZ-6型中心回转抓岩机配合人工装土。C.提升：采用两套独立的单钩提升系统，主提为2JKZ—3.0/15.5型提升机配4m3矸石吊桶，副提JK-2.5/11.5型提升机配4m3矸石吊桶（315m时更换3m3吊桶）。D.排矸：根据副井井口的特殊情况，采用ⅣG型井架的第一层(经加固)作为翻矸平台，平台上设两套落地式矸石溜槽，ZL-50B型装载机配合7.5m3（12t）自卸汽车排矸。E.砼搅拌及运输：采用砼集中搅拌站（配JS—750型搅拌机、带自动计量装置）拌制，TDX—2、4型底卸式吊桶运送。F.砌壁：采用MJY-4/7.2型液压整体移动金属模板一套、用于井璧的施工。施工冻结段外壁时、采用加辅助块的方法以满足不同井径的施工。另配一套组合式钢模板用于冻结段套壁。G.排水：根据井筒涌水量采用电潜泵配合吊桶及采用DC50-80×12型水泵一级排水方式排水。当涌水量≥15m3时则采取堵水措施进行封堵水。H.通风：选用2BKJ№6.0/2×30型局部通风机配用表3-4凿井机械化作业线配套设施一览表序号设备名称型号规格单位数量主要技术特征提升提升机主提升机台1Fj=17000kgFchax=14000kgV=5.88m/sN=1000kw副提升机JK-2.5/11.5台1FZmax=9000kgFcmax=9000kgV=6.6m/sN=687kw吊桶主提吊桶4m3个1自重1530kg副提吊桶4m3/3m3个1/1自重1530/1050kg提升天轮个2提升钩头11t/9t个1/1凿岩伞钻FJD-6A台1重量7.5t,高度7.2m,推进行程4.2m。装岩中心回转抓岩机HZ-6台1抓斗容积0.6m3生产率50m3/h排矸矸石溜槽落地式套2自重8500㎏/套装载机ZL-50B型台1自卸汽车7.5m3（12T）台2砌壁搅拌机JS-750台2理论生产率＞70m3/h配料机PL-1000台1模板MJY-4/7.2套1直径7250mm,高4000mm。模板组合式套12直径7250mm,高1000mm。底卸式吊桶TDX-2.4个4重1250kg,容积2.4m3井架永久井架座1凿井平台高26.5m吊盘凿井吊盘三层Φ6.9m套1层间距4m、自重25360㎏辅助系统排水排水泵DC50-80×12台1流量50.4m3/h,扬程988m。压风φ273/φ150m主管路φ219×5、下井管路Φ150（玻璃钢管道）信号DX-1套2照明灯具250/127-EA套5通风通风机2BKJ№6.3/60台1Φ800mm胶质，2×30kw测量垂线Φ2—4mm条13.2.3井筒冻结段施工临时锁口施工图3-1锁口结构图3.2.4井颈段施工3.2.5两盘吊挂后冻结段施工3.2.6井筒过渡段（壁座）施工3.3基岩掘砌3.3.1基岩段的施工方案表土段施工结束后，安装吊盘及抓岩机，采用掘砌混合作业的施工方式，作业的掘砌段高为2.5m。在含水地段施工时，应在基岩段掘进施工前，采取探水方法，边探边掘，遇水超过20m³/h时采用工作面预注浆的方法注浆堵水，必要时可打一临时水泵房，以保证基岩段施工的顺利进行。井筒基岩段施工，采用短段掘砌混合作业的施工方法，掘砌段高控制在4m。根据设计井壁厚度为700mm，4m高金属组合大模板从+867m开始使用。3.3.2钻眼爆破根据基岩段的地质情况，选用7655凿岩机打眼，中空六角钢钎杆，一字型钎头，钻孔深度在2.5m左右。爆破采用岩石2#水胶炸药，全断面一次起爆，s延期非电导爆管，电雷管引爆，放炮电源采用设在地面的380v电源。3.3.3爆破图表的编制按照计划要求的月进度指标、每日可能完成的循环数以及预计正规循环率，计算出计划要求的循环进尺，然后，求出炮眼的平均深度：l=L/Nnημ（3-1）式中：l——炮眼平均深度m，L-计划月进度指标，取80mN—每月实际用于掘进的天数，取28天n—每日可能完成的掘进循环数，取1.5η——正规循环率，取0.9，μ-炮眼利用率，取0.85经计算得：l=80÷(28×1.5×0.9×0.85)=2.49m在实际施工过程中取炮眼深度为2.5m炮眼的布置⑴掏槽眼掏槽眼圈径为1.4m，眼数为7个，眼距628mm。采用直眼掏槽，眼深为2.7m，眼内装药长度系数为0.7。⑵周边眼根据光爆的原理，考虑到岩石比较松软周边眼布置在井筒荒径的轮廓线内100mm圈径上。即圈径为7100mm，眼距600mm，炮眼数40个。⑶辅助眼辅助眼三圈，且紧邻周边眼的圈径一圈辅助眼应为光爆创造条件，使周边眼的最小抵抗值W符合光面爆破的要求。因此该圈辅助眼与周边眼间的圈距应为：W=E÷M（3-2）式中：W——周边眼与辅助眼的圈距，mmE——按光爆要求确定的周边眼孔间距，600mmM——光面爆破的炮眼密集系数，取0.85计算得：W=600÷0.9=705mm，取700mm，圈径6200mm。炮眼数为28个。临近周边眼得第二圈辅助眼的圈径为4.7m，眼数21个，眼距700mm。第一圈辅助眼的圈径为3.1m，眼数14个，眼距700mm。⑷炸药、雷管及其消耗量施工中炸药选用岩石2#水胶炸药，药卷直径为35mm，每卷重量为300克，长度为300mm。施工中雷管选用半s延期导爆雷管、s延期电雷管，脚线长分别为3m，爆破参数表如下：表3-5爆破参数表炮眼名称炮眼序号圈径（mm）眼深（mm）眼距（mm）倾角（°）装药量起爆顺序雷管段别联线方式卷/眼kg/圈掏槽眼1—71400270062890510.5Ⅰ1并联辅助眼一8—213100250070090416.8Ⅱ2辅助眼二22—424600250070090425.2Ⅲ3辅助眼三43—706200250070090433.6Ⅳ4周边眼71-1107100250060090224Ｖ5合计110101.1备注：采用T320水胶炸药，周边眼用Φ35mm药卷，长300mm，重0.3kg/卷，s延期非电导爆管，地面380Ｖ电源起爆。爆破参数需根据实际调整。表3-6井筒基岩段预期爆破效果序号爆破指标单位数量1炮眼利用率％852每循环进尺M2.1253每循环爆破实体岩石量M31024每循环炸药消耗量Kg101.15单位原岩炸药消耗量Kg/M30.996每循环雷管消耗量个1207单位原岩雷管消耗量个/M31.188每循环炮眼长度M276.4图3-2炮眼布置（1:10）3.3.4装岩工作出岩装岩选用一台HZ-6型抓岩机，两个2.5m³吊桶出岩。砌碹当一个段高掘进到位后，开始转入井筒支护工作，其施工步骤如下：（1）、立模井筒支护采用2.5m高整体液压金属大模板，当掘进段高达到要求后操平，将模板由上一段处下放到井下工作面撑模，利用井筒中心线进行找正并将模板底部填实。如井帮围岩稳定性不好，可缩小段高，利用1m小模板砌壁。（2）、混凝土浇筑模板找正加固好后，调整吊盘高度，让其与模板上沿距离为12m-15m左右，下放分灰器、跳板等物品，做好准备工作。混凝土由地面搅拌站搅拌，搅拌好后，倒入2.4m³底卸式吊桶内，由提升机下放到井下的分灰器内，经由送料胶管送入模板内。掘砌循环图表的编制掘砌施工循环图表按月进度计划80m编制，每月掘砌时间为30天。施工正规循环率为0.9。⑴、钻眼、爆破时间钻眼时间的确定按下列公式计算：t=Nl/kv（3-3）式中：t——钻眼时间，hN——炮眼数目，取110个K——同时工作的凿岩机台数，取6台l——炮眼平均深度，取2.5mv——每台凿岩机的平均钻速，取0.5m/min经计算得：t1=276.4÷（6×0.5）=92取100min考虑到施工时下人及井下换钎移位等时间，取t=120min另炮眼打完后，开始进行扫眼和装药，根据经验取t=120min，放炮前提吊盘时间40min则钻眼爆破总时间为T=280分,4.67h。⑵、装岩时间t=skpη（3-4）式中：t——装岩时间，S——井筒掘进断面，为47.8m2K——同时工作抓岩机台数，取1台P——每台抓岩机平均生产率，取30m3/hη——炮眼利用率，取0.85经计算得：t2=47.8×2.5×1.6×0.85÷30=5.4h考虑到放炮后落吊盘、工作面清底等工序，所需时间，装岩机总用时为7小时。⑶混凝土支护每掘够段高2.5m（预留一茬炮的浮货）后，开始立模浇筑混凝土。组立模板并找正，时间为60分钟。接茬收尾时间为60分钟，混凝土浇筑时间为180分钟。排水系统若井下作业面涌水时，则在工作面设一台扬程为40m的电动潜水泵，由潜水泵将工作面的涌水排到吊盘上的水箱内。再由设在吊盘上的水泵（DDM25-30型，流量30m³/h，扬程300m），通过排水管路，将水排到地面。另外，根据需要可在井筒的适当部位设中间转水站，将上部井筒淋水直接导入其内，下部水由吊盘上水泵排至转水站。压风系统井筒施工期间，其用风设备。表3-7风动设备技术参数表 井别设备名称规格型号数量(台)耗风量(m3/m)风压(kg/cm)主井风钻76558326风镐G103105抓岩机HZ-61405~7压风设备的选择选用3台DLG-20/0.8型，总风量为60m3/m，两台使用，一台备用。满足施工需要。井筒内设一趟φ159×4.5无缝钢管做压风管，在井口设油水分离器，压风管用钢丝绳悬吊下井。通风系统井筒内通过井壁吊挂，布置一趟Φ800㎜胶质阻燃风筒，采用压入式通风。经计算确定最大用风量为按最小风速计，Q=60*38.5*0.15=346.5m3/m。选用2*30kw风机,满足需要。照明、信号及放炮设施照明井下照明采用信号、照明综合保护装置，127伏电源，在吊盘上设两盏立井投光灯供给井下照明；吊盘照明用防爆灯泡，电压为127伏。照明电缆随吊盘绳下放到井下。信号井上下通过普通点式信号进行联系，信号电压为36伏，由绞车电源接引。信号系统联络方式为：井底工作面和吊盘工作信号与井口信号联系，井口信号和翻矸台信号可直接发信号给提升机，井下信号不能与提升信号直接联系，吊盘和井口信号房安设防爆电话。井筒信号电缆随吊盘绳吊挂下放到井下。放炮设施井底工作面放炮电缆单独吊挂由安全梯下放，采用380伏中性点不接地系统交流电源，使用专用开关和放炮电缆连接，在井棚内设电源箱并加锁。吊盘及安全梯吊盘采用两层吊盘，上下层盘用钢管连结，同时在两层盘之间用钢丝绳柔性连结；吊盘由两台25吨凿井绞车悬吊。安全梯安全梯设在二层吊盘边上，由钢丝绳制成，遇紧急情况时，由地面操作的工人放到井下工作面，井下人员通过软梯爬到吊盘，由专用绞车提升到地面。混凝土搅拌系统供料水泥由矿方运到井口搅拌站旁边的水泥库内，人工将水泥倒入搅拌机料斗里；水泥采用普通42.5硅酸盐水泥。砂和石子由汽车送到井口附近料场，再由铲车将砂和石子放入计量仓，由自动给料机倒入料斗；碎石采用粒径为20~40㎜的石灰岩，其含泥量不超过1%；砂采用中石英砂，含泥量不超过3%混凝土制作井壁混凝土标号：表土段为C30；基岩段为C30。混凝土的配合比通过实验室实验后确定。如工程中需要抗渗混凝土或高标号混凝土（C35、C40），必须提前做好配比试验。混凝土搅拌采用JS—750型强制式搅拌机，机械自动配料。3.3.5地面排矸系统地面排矸采用自卸式汽车，经吊桶提升上来的矸石倒入临时矸石场地，用装载机装入自卸汽车，运到工业广场指定场地回填场地。4.井巷过渡期及井底车场施工组织设计4.1井巷过渡期当井筒到底后，在转入井底车场及平巷施工以前，必须组织好由竖井转入巷道的各项衔接工程，其中主要是对原来为井筒施工服务的各种设备进行改装，使之适应巷道施工的需要。4.1.1主副井短路贯通不论哪个井筒先掘进到设计水平后，都要立即进行主、副井贯通，以便为主副井交替改装创造条件，形成第二个安全出口和尽快改变通风系统，组织车场多头掘进。贯通原则是：贯通路线要短、弯道要少，以便运输调车、尽量利用永久性巷道或硐室贯通，如果无此条件，可开凿临时巷道，但要考虑到投产后利用该巷道的可能性。贯通方法课两井对掘或单向掘进。贯通工期约为0.5-1个月。4.1.2井筒贯通及改装（一）、贯通方案主、副、风井，以主井、与副井，先近同时到底，首先实现贯通，利用设计中的主、副井底联络巷实现。见图3-3。图3-3贯通方式图（二）、辅助工程（1）、通风，利用井筒施工的通风设备，将风筒铺设到贯通工作面进行临时通风。（2）、排水，利用自流导入井筒内，再由井筒施工时的排水设备排到地面。（3）、排矸，用耙斗装岩机装入矿车后运出，也可视情况直接耙入井筒内由井筒施工设备排出地面。（4）、压风，压风管路的接入也是利用井筒施工时的临时压风系统直接接入巷道进行临时压风供给。4.1.3改装方案主副井贯通后，主、副井提升交替改装，采用主井两次装备、副井一次装备。在主、副井实现短路贯通后，副井仍用吊桶提升，主井先改装成临时罐笼提升，然后副井拆除凿井设施，进行永久装备，形成永久提升系统，然后主井停止罐笼提升，进行永久提升系统。待风井落底后，与副井现实现贯通。主井的临时改绞时间为1个月，副井永久装备为4个月，风井改绞为1个月。4.1.4提升设备和凿井井架的改装井底车场和硐室施工全面开展后，渣石提升量逐渐增加，人员、材料、设备的上下也相应增多。井筒掘进时使用的吊桶已不能满足要求，为了保证提升能力，通常采用下