煤矿南回风井井筒施工组织设计

)6～16°，③山西组厚75.98～81.11m，平均78.55m。主要由浅灰、灰白色中、细粒砂岩及灰黑色粉砂岩、泥岩和煤层组成。砂岩含量较高，含煤1层即3煤层，厚度（4）石炭系太原组86.67（检2）～95.57m（检3平均91.12m。由灰至灰黑色25二、技术准备施工方案的选择地推广采用新技术、新工艺、新材料、新设备，严格按照通过了的ISO9001国际体系、ISO14001环境管理体系及GB/T28001职业健康安全管表土段采用在回风井井筒中布置一台LG6060柴油挖掘机、一台HZ-6B中心回转式抓岩机挖土装罐，配以人工用铁锹、风镐、B87型气动破碎机掘属整体模板砌筑，2.4m³底卸式吊桶下放砼。1.2（施工现场准备生活设施建立。施工队伍进场后，要完成施工和生活福利必须的土建工程以及凿井设备、设施的安装。供电系统准备。供电系统根据建设单位提供的10KV电源（在矿变电所建成前先采用农用电源）在准备期内在施地建设完成，采路电源供电。办公系统建立。施工准备与正式施工期间的井区与外部通讯采用市话、传真和计算机网络系统与外部联系，井区内调度室与各生产岗位点采用程控联系。凿井设施准备。绞、稳车安装、吊盘与盘、井壁模板加工制作，钢丝绳悬挂、现场、材料库、锅炉及自动化砼搅拌站等（主要大临工程见表11、主要措施工程见表12）工程内容风井井筒工程掘砌1003m，井筒连接处及相关硐室掘砌。井筒技术特征风井井筒设计净直径为Φ6.0m井筒全深1003m，冻结段风化带厚度197m，冻结段表土层厚度219.1m，设计冻结段支护深度460m，详见表1-3井筒技术特井壁结构冻结段设计为内外双层钢筋混凝土井壁，井径Ф6000mm，井筒垂深1003m0m～8m段为永久锁口段，壁厚为1100mm，荒径Ф8200mm8m～160m段：内壁450mm壁厚（单层钢筋，外壁450mm（单层钢筋Ф7800mm；-160m～240m段：内壁650mm壁厚（单层钢筋，外壁450mm壁厚（，荒径Ф8200mm240m～290m段：内壁650mm壁厚（单层钢筋，外壁400mm（单层钢筋Ф8100mm；-290m～350m段：内壁850mm壁厚（单层钢筋，外壁400mm壁厚（，荒征表。径Ф8500mm350m～437m段：内壁1050mm壁厚（双层钢筋400mm（单层钢筋Ф8900mm437m～449m为壁座段（四层钢筋1450mm，荒径Ф8900mm449m～-469m段，壁厚900mm，荒径Ф7800mm，双层钢筋。混凝土度等级-8m～160mC40160m～240mC50，-240m～437m为C40，内壁混凝土强度等级统一为C60。-437m～439m为整体壁座段混凝土强度等级C60449m～469m混凝土强度等级C60-469m～704m段；壁厚550mm，荒径Ф7100mmC50素砼；-704m～999m段，壁厚650mm，荒径Ф7300mm，C60素砼；-999m～混凝土强度等级C60井底马头门为双侧马头门，每侧长度为10m，壁厚500mm，双层钢筋混凝土，马头门荒高7.1m～655m，净高55m～4.8m冻结段设计深度为460m，套壁长度为429m，内壁与外壁之间夹有双层高密度塑料薄板厚度为15mm，-100m～225在外壁外面设有塑料板，厚度为50mm。钢筋保护层厚度：内层为60mm，外层为80mm（均以受力钢筋外缘为准；竖向钢筋采用螺纹套连接，环筋搭接长度为35d。表1- 工程量1配空调配空调配空调4配空调项目部配空调配空调员表1- —12砼34砼56728砼9砼12mmC20C20二1JKZ-12JKZ-134Ⅴ座15座16JS-台27GA250-8.5台1SRC-300SAC台1GA200-8.5台18台39台42×30KW、台0.75t-0.4-座1m12（续）主要措施工程）表1- 井筒技术特征1XY23净径45冻结深度679车场水平-9掘砌深度地推广采用新技术、新工艺、新材料、新设备，严格按照通过了的ISO9001国际体系、ISO14001环境管理体系及GB/T28001职业健康安全管1-4本区第四系含水层水平流向为：由西向东。水源井距二个矿井所在的济宁市有三个主要的运营商在经营电信业务，中通经营固定语音数据接入业务中通在济宁市设有固定语音交换端局在PDH产9.0Mt。上述两矿区地质条件与本区相似，并且本区内的许厂、岱庄、运河等矿井均已经建成投产唐口煤业投产后的经过几年的生产积））表1- 123SJZ-6.76YGZ-70MQB-50/1.4型钻机、B87YT-2810456789FBDNO7.1/2×30/4521ZLQK460-50-1100-410KJTX-SX-11吊盘上层设4盏防爆防水照明灯，下层吊盘设置五通一平（1）位于济宁市任城区南张镇境内，南接兖新铁路，西邻京杭大运河，105国道、327国道均穿过矿区。另有连接梁山、巨野、嘉祥、济宁等县市间公路还有乡镇间公路交错构成四通八达的公路交通网矿井（2）供水（3）供电系统根据建设单位提供的10KV电源（在矿变电所建成前先采用农用电源）在准备期内在施工场地建设完成，采用双路电源供电。（4）通信条件矿井所在的济宁市有三个主要的运营商在经营电信业务，中通经营）PDH井筒内设置一趟1084mm管路,10m3/h时，采用工作面风10m3/h时，场地平整应先安排井口周围、场内道路路基、提前施工的建筑物周围，然后逐步向其它地区扩大平整范围，以保证先期开工工程的顺利进行。场地平整要根据场地设计永久标高进行挖、填施工，避免重复挖填。标高+39.000m。回风井锁口盘深度为8.0m，净径6.0m，荒径为8.2m，1.1m厚的C30钢筋砼支护。预留钢筋长度不小于1m接入下段井壁，井壁钢筋锚8.940m下沉在临时凿井井架基础的4个方向挖掘4个基础坑（1000mm*400mm*300mm，预埋4根Φ159mm，一端卡上Φ22钢丝绳，钢丝绳的另一端卡在临时井架基础上，然后将Φ159mm埋设在2米用Φ159mm打一点柱、防止冻结沟槽塌陷。同时在四个井架腿基础上，同一严格按照盘设计图施工。在井筒施工到底后，把吊盘拉起至临时锁口LG60605.0m3吊桶装矸，地面自卸汽车排 第一 井筒冻结施工方工程特点与难点分70m以下粘性土层属塑性～高塑性土，膨胀性较强，其自由膨胀率多在60～80%之间，且向下有增强的趋势。易发生冻结管断裂，对井鉴于第四系72m、213m两个深度水的流速13.1～15.89mm/d，影堵，防止冻结壁地层含水层涌水通过冻结管与钻孔之间的环形空间设计思帮抗变形能力。冻结管全部采用内衬箍连接方式，增强冻结管自身抗变形能力。针对水流速大的特点，采取以下措施采用螺杆定向纠偏技术、提高陀螺仪的精度等（3)下管前应进行扫孔，防止钻孔缩径造成下管（5)采用缓凝水泥浆置换措施，封堵充填冻结管与钻孔之间的环形空间。冻结深度的确+36.00为±0m起计算基于冻结孔进入F2断层破碎带，为确保主冻结孔深孔落底于不透水的稳定对角选取一个孔，在预计F2断层以上10m左右至设计孔深进行取100mF2断层位置和冻结深度。冻结方案第二节冻结壁厚度冻结壁设计基本参-28~--214.00m2.782Mpa；回201.15m2.615Mpa。冻结壁厚度计采用多姆 计算砂性土控制层位的冻结壁厚E

P2式中E——按强度条件计算的冻结壁厚度m（m（4.753m（Mpa经计算，E回=3.03m井筒冻结施工经验，确定冻结壁厚度：E回=3.4m。安全掘进段高校E式中E——冻结壁厚度（Mpa3s——3η——工作面冻结状态系数，掘进工作面为非冻结状态时 掘进工作面冻实时取

22.5第三节冻结主要技术参2- 井筒冻结设计主要技术参数1m2m 3m4m5m6m7℃8℃9mmm深mm孔个m（ 下深mm孔个m孔个深m规孔个深m规mm结段掘砌深度均以井口标高+39.00m为±0起计算。图2-3-）第四 钻孔施工质量要钻孔质量孔间距允许误差±2mm；0～20mm，±20mm钻孔偏斜：0~220m钻孔施工30min，0.05MPa，15minJDT-VA50m。制在2~3mm之间使用前认真检查冻结管质严禁使用弯曲变形或有夹皮陷缝等其它问题的冻结管管箍材质与冻结管相同且焊接采用上焊J422低6～102008钻孔所有资料应及处工程管理科备案第五 管材规格、连接方式与管材用冻结管规格与连接方辅助冻结管采用Ø140×5mm的低碳钢无缝采取内衬箍连接方式，接箍采用φ133×8mm无缝加工，接箍长度为150mm。主冻结管：200m以上采用Ø140×5mm低碳钢无缝，200m以下采用Ø140×6mm低碳钢无缝。采取内衬箍连接方式，接箍采用φ133×8mm无缝加工，接箍长度为150mm。测温管规格与连接方测温管采用φ108×5mm的低碳钢无缝，采取外接箍连接方式，接箍规格为φ127×8mm无缝，接箍长度为160mm。水文管采用φ108×5mm的低碳钢无 箍规格为φ127×8mm无缝，接箍长度为160mm管材用回风井：Φ140×5mm管材共计9040m，重量为150.5Φ140×6mmGB/T8163-2008第六 观测孔设测温孔设进风井：466m/1个、232m/2个；回风井：456m/1个、238m/2个。测1孔布置在水流上方主冻结孔浅孔外侧主面上1.5m处，孔测2孔布置在水流上方主冻结孔浅孔外侧主面上1.0m处，孔3232m；测1孔布置在水流上方主冻结孔浅孔外侧主面上1.5m处，孔测2孔布置在水流上方主冻结孔浅孔外侧主面上1.0m处，孔32-水文观测孔设366m、126m、204m364m、128m64m10.0～11.5m128m：103～107m3#（185m：178～183m。2#97～102m、113～118m3#148～153m第七 冻结制冷系统设冻结管散热能力计K经计算冻结管散热能力：Q南部进风井=190.5万kcal/h；Q南部回风井=167.2冷冻需冷量计回风井：Qco南部回风井=1.15×Q南回进风井=192.28万制冷设计参数选冻结站实际制冷能两井筒共用一个冻结站， 级压缩制冷方式。低压机选 2-21#242#3#16注：测点深度以原地坪标高+36.00m为±0起计算。）500kw/6kvJZ2LG25型螺杆冷冻机组3（配套500kw/6kv。冷冻站装机标准制冷1300kcal/h，完全满足两井筒冻结需要。冷冻站辅助设备选26.0℃。TZFL-1540121540kw)RZF-24010115kwZA-53FZA-182ZL-1036、氨管路直径选择及液氨、冷冻机油用量计热虹吸蒸发撬块出气支管选φ219×8mm无缝；热虹吸蒸发撬块出气分总管选φ377×10mm无缝低压排气总管选φ325×10mm无缝，高压吸气总管选φ273×8mm无缝，高压排气总管、冷凝器进气总管均选用φ219×8mm无缝 用φ159×6mm无缝中冷器总管选用φ325×10mm无缝低压调节站、中冷器调节站液氨总管均选用φ108×5mm无缝。氨冷却系统：高压机氨冷却系统进液总管选用108×5mm无缝，低压机氨冷却系统进液选用159×6mm无缝，高、低压机出气总管均选用159×6mm无缝。93599.8％41第八节盐水系统设盐水主要技术参数选CaCL2水溶液；去路盐水温度tr=-28～-30℃。盐水r=1270Kg/m3；坡美度为30.7°Be。盐水总循环量盐水总流量Wbr△trbrQT——冷冻站制冷量；rbr——盐水容重；Cbr——盐水比热；△t 经计算：进风井W=476m3/h；回风井W=420m3 盐水管路直径计dg=n´——供液管数量；经计算，dg进 dg回冻结孔供液管均选用Φ75×6mmdm=√Wbr/2830ω"经计算，dm进=0.290m dm回=0.273m。主冻结孔和辅助冻结孔为一套盐水系统，进、回风井均选用Ф325×10mm无缝作为盐水干管和集、配液管（一去一回盐水泵选65.1m486m3/h，132KW/380V。氯化钙用量计 1VV 1 2 3V——盐水干管及集配液管内体积，V=51m3V 2 32）固体氯化钙用量Ga经计算，G=224、地面凿井提升、压风、砼搅拌系统等辅助生产系统及建筑、1.5m2.5m井帮的距离能满足井筒不间3.6m，1.5m局部钻眼法辅助掘进施工时根据具体情况编制图表原则上应须浅打眼，少装药，松动为宜，以确保冻结管安全。冻结基岩段采用全断面钻爆法掘进，光面，根据矿方提供的眼直径Ф43mm材料根据现场实际情况确定并在作业规程中明确。 回风立井松动眼布置冻结每眼装药量/kg小计/kg长度1-8Ⅰ并联9-Ⅱ21-39-63-1V第二 第一章施工方案2：3.6m。23.63.6m。其中：L—眼深度，m；取NN=30nη190m/3.11、，采用T220高水胶孔药卷Ф45mm，长度400mm，每卷重，2、，，煤矿许用毫秒延期电延期25ms放箱起爆放电380V采用钻爆法掘进伞（或-28风钻钻眼中深孔光面SJZ-6.76YGZ-704700mmΦ55mm4200mm，助眼和周边眼深400mm严格按图表进行操作打眼人员定人46高水胶，周边眼药卷直径为35mm，其余孔药卷直径为45mm为抗杂毫秒延期电反向耦合连续装药全新技术并根据工作面岩石软硬程度及时整参数提高率。，，3.2参根据井筒穿过的岩层特征、选用的材料、钻眼机具、成井速度、排矸能力、作业方式、劳动组织等因素,确定眼深度4.0m,中深孔直眼掏钻眼作业要严格按设计施工，保证钻眼、装药、联线、放钻眼时，所有眼深均要达到设计的同一平面内，眼角度符合要求。钻眼完成后将眼用压风吹净然后按图表要求进行装药经检查无误后方可进行联线联线后井下所有人员升井在地面将母线与放开关联接，并发出警号放。3.3（1）采用布置在下层吊盘的一台HZ-6型中心回转抓岩机。井筒主提升采用JKZ-3.2×3/20型、副提升采用JKZ-3.2×2.6/18型凿井绞车，配两套单钩5.0/4.0/3.0m3吊桶提升(施工井筒±0～-120m部位时采用5m³吊桶提升矸石；施工井筒-120～-560m4m³吊桶提升矸石；施工井筒-560～-1003m部位时采用3m³吊桶提升矸石），井筒平均提升能力为63.43m3/h。为便于清底，缩短清底时间，采用光底技术，后工作采用自动座钩式翻矸，矸石通过溜槽溜入10吨自卸汽车，运至排矸场地。ZL-500.6～0.9，0.71.0t则：Q=3600×0.7×1.0×1.0×(0.6/35)=43.2抓岩时，抓岩要精力集中，实行分层分区抓岩。工作面设座底3（1）MJY83.6m（可根据地质条件变化调整段高，采用2.4m³底卸式吊桶下放混凝土，分灰器入模，实现对称浇筑，提高井壁浇筑质量，加快浇筑速度，ZNQ-5015℃段含水层时添加防水剂，提高井壁防水能力。放后出矸至段高3.6m时，进行钢筋混凝土支护，钢筋混凝土支护工序：平整工作面→绑扎钢筋→收放模板（上行底刃角摘除）→1））9292901%2m43每循环实体岩64每循环消耗发5每循环消耗6每循环眼总长m7每米井筒眼消耗78单位原岩眼消耗9每米井筒消耗发每米井筒消耗单位原岩消耗发单位原岩消耗）说明每眼长角顺装眼编 眼名 眼长 眼数方方1-掏槽54Ⅰ并联6-辅助Ⅱ16-辅助30-辅助37、45-辅助V56-周边a-泄压合每圈眼眼眼每个卷数药量15Ⅰ2Ⅱ3Ⅲ4Ⅳ5Ⅴ6Ⅵ）35d，每个接头绑扎不少于三道扎丝。环筋25％60mm，外层2砼下料方式为：砼集中搅拌站→2.4m3YT285B下放。（3）淋水导入排出。3.4井筒基岩段掘砌分四个专业班滚班作业，凿岩班负责打眼放；出矸6543654321分间时凿时工3清底41班2 度角柱跨距和天轮平台尺寸应满足井口施工材料设备及天轮布置的m高度线高度mtV设备小型设备通过吊桶运往井下大型设备在安全允许的条件下混凝土：在井口适当位置设置混凝土卸载平台，混凝土车辆45°角。凿井期间回风井井筒提升采用2台绞车提升，主提升绞车型号为选择18×7－Φ42－1870型钢丝绳配两套单钩5.0m³/4.0m³/3.0m³吊桶提0.6～0.9，0.71.1，t则：Q=3600×0.7×1.0×1.0×(0.4/35)=43.2提升验根据式中：h1－翻矸台高度h2h3－吊桶、钩头、连接装置和滑架的总长度，h4－规程规定提升过卷高度，提升绞车最大速度：6.22m/sR－则：H=10.0+1.5+6.833+6.6925+0.5×1.5＝25.7755m＜26.364m（26.364m18×7－Φ42－1870PSB=6.88kg/m，130866kg2.8mm。18×7－Φ42－1870PSB=6.88kg/m，130866kg2.8mm。计算提升高度为：1003+26.364+0.4+1.5+1.5=1037.8m1038m)JKZ-3.2×3/20JKZ-提升验 吊桶主要参数型全高座式式底式中：D－滚筒直径mm；d－mm；δ－主提升副提升根据:B＝〔(H0+30)÷(π×D)+3+n〕(d+ε)ε－n－根据：n＝B/BT式中：依据《煤矿建设安全规范》第条c）项之规定：建井期间升降人员和物料的严禁超过2层。当滚筒上缠绕2层或2层以上钢丝绳时，如求：(ａ)12.5（1/4）必须经常检查，并应在每季度将钢丝绳移动1/4绳圈的位置《煤矿建设安全规范》第条c）所规定的层1根据：Fj＝Q＋Qz＋Ho×PSBA根 ：Q＝KmVTB×g＋0.9（1－1/Ks）VTB×式中：Km－装满系数VTB－吊桶容积g－岩石（土）松散容重，2686.7kg（23石极值统计表平均值最大值计算sh－水容重Ks－则：5.0m34.0m3Q＝0.94×2686.7＋0.9（11/1.8）×43.0m3Q＝0.93×2686.7＋0.9（11/1.8）×3根据式中：Qd－吊桶自重（3m³；QgQh－滑架自重，250kg（2.50m4m³施工井筒±0～-120m5m³吊桶提升矸石：施工井筒-120～-560m4m³吊桶提升矸石：施工井筒-560～-1003m3m³吊桶提升矸石：施工井筒±0～-120m5m³吊桶提升矸石：施工井筒-120～-560m4m³吊桶提升矸石：施工井筒-560～-1003m3m³吊桶提升矸石：BC2450kg，则：主提：Fj＝1250+215+250+（1003+26.364+0.4+1.5+1.5）×6.88＝副提：Fj＝1250+215+250+（1003+26.364+0.4+1.5+1.5）×6.88＝间计算（4m³吊桶静张力最大。Fj－最大静张力kg；ηc－0.85。副提根据式中：VmB－则主提故提人时主提升绞车最大速度为6.22m/s，副提升绞车最大速度为根据Fj－提升物料的最大静张力,kg；m＝130866/8820.4＝14.8＞7.5；m＝130866/15370.42＝8.51＞7.5；施工井筒±0～-1003m时提升砼根据4m³（3m³；施工井筒±0～-120m5m³吊桶提人：施工井筒-120～-560m4m³吊桶提人：m＝130866/6952.58＝18.82＞9.0施工井筒-560～-1003m3m³吊桶提人：施工井筒±0～-120m5m³施工井筒-120～-560m4m³吊桶提人：施工井筒-560～-1003m3m³吊桶提人：m＝130866/9219.42＝14.19＞9.0根据计算选择Φ3000.00mm①仰角验算：根

hcb式中：h－天轮轴与地面距离，28.789m（主提、28.539m（副提C－滚筒主轴中心高出井口水平距离，0.5m（主提、0.5m（主提；则：主提

28.78951.62

副提

B根据：α＝tg－1式中：B－L－钢丝绳弦长，57.535m（主提、57.413m（副提；根据九阶段单钩吊桶提升速度图计算；80－52mQd－则主提：T1＝2（Ho＋2×6.222则副提：T1＝2（Ho＋2×5.4926-2提升高度循环时间T根据：AT＝（3600×VTb×0.9）/（K×T1）式中：A，m3/h；TT1－一次提升循环时间s； 6－3主要悬吊根据：Q＝Q1+Q2+Q3+Q4式中：FQ

Q3——自重+箱内水重量：4000kg；H—最大提升高度，480m（1033m，则 JZ-16/100016000kg，根据：m＝QD/Fj则18×7-38-1870（1根据：Q＝Q1+Q2+Q3+Q4 6-3提升高度提升能力）式中：FQQ3——自重+箱内水重量：4000kg；则： JZ-16/100016000kg，根据：m＝QD/FjQD107387.1kg；则18×7-38-1870根据计算选择Φ800.00mm５％。4模板悬吊验算（JZ-16/1000）根据Q－26000kg；根据式中：F－PSB－钢丝绳单位长重量则JZ-16/100016000kg，根据：m=QP/Fj18×7-38-1870 度力）根据计算选择Φ800.00mm中转悬吊验算（JZ-16/1000根据：Fj＝Q+PsB×HQ－8077kg；PsB则JZ-16/100016000kg，根据：m＝QD/FjFj－kg；则18×7-36-1770根据计算选择Φ800.00mm4.5(2JZ-25/1300根据：Q=Qg×H+Qk×H/9+Qd×H/4.5+Qz+Qb式中：Qkg；吊Ф108×5mm无 ；-700～-850悬吊Ф108×6mm无 980悬吊Ф108×7mm无缝QbQ=700×12.701（8.376×700/9（4.67×00/4.5+150×15.093+（8.376×150/9（4.67×150/4.5+130×22.211（8.376×130/9（4.67 根据q－电缆卡子重量，1.0kg/副；则根据：Fj=Q+PSB×H+Q水PSBQ水=3.14/4×982×1×700+3.14/4×962×1×150+3.14/4×942×1×则 /2+7.43×1033=23165.69kg＜25000kg2JZ-25/130025000kg④钢丝绳安全系数验算(6×19-46-1870根据式中：mFjkg；则6×19-46-1870根据计算选择Φ1050.00mm5压风、供水管悬吊验算(JZ-16/1000稳车根据：Q1＝Qg×H+Qk×H/6+Qd×H/4+Qz；Qz16kg；则：Ф159PE根据：Q2＝qL×L式中：Q2－供水管重量qL－Ф50×5则根据：Fj＝0.5Q+PsB×H水Q=3.14/4×402×1×1000=1256kg；水则 JZ-16/100016000kg，根据：m＝QD/FjFj－kg；则6×19S-34-1870根据计算选择Φ800.00mm6、放电缆悬吊验算(JZ-10/1000型稳车根据式中：Q－qL－q－电缆卡子重量，1.0kg则根据：Fj＝Q＋PSB×HPSB—钢丝绳单位长度重量则：JZ-10/10001000kg，根据：m＝QD/Fj式中：mFjkg；则18×7-26-1770根据计算选择Φ650.00mm7、安全梯悬吊验算(JZA-5/1000型稳车根据式中：Q－则根据：Fj＝Q＋PSB×HPSB2.64kg/m；则：JZA-5/10005000kg，根据：m＝QD/Fj式中：mFjkg；则18×7-26-1770根据计算选择Φ650.00mm500mm；100mm300mm；50mm200mm；400mm；）1JKZ-台12台13台44台45台26台17JZA-台18台1放电92JZ-台11根2提2根43根44根256×19-根26根17根1放电缆悬8根21TXGT-个22个733个844个4251.05/320-个216个17放电缆悬吊个1放电缆悬吊8个21）200mmb300mm；ce、照明、动力电缆与通讯、放电缆的间距不小于300mm；f、放、信号电缆与压风管的间距不小于1000mm；④任何管线均要避开翻矸溜槽 线路，尽量布置在巷道出车方⑤放电缆应单独悬吊，其他电缆在满足安全距离的要求后可以附在、、④吊盘稳绳盘各悬吊点之间及其与固定盘盘各梁之间应错开一4、排水管悬吊验算(2JZ-25/1300式中：Qkg；H—悬吊管路长度，980m（井深1003m，悬吊管路取980m；0～-700m悬吊Ф108×5mm无缝；-700～-850悬吊Ф108×6mm无缝；-850～-980悬吊Ф108×7mm无缝；QbQ=700×12.701（8.376×700/9（4.67×00/4.5+150×15.093+（8.376×150/9（4.67×150/4.5+130×22.211（8.376×130/9（4.67 根据q－电缆卡子重量，1.0kg/副；则根据：Fj=Q+PSB×H+Q水PSBQ水=3.14/4×982×1×700+3.14/4×962×1×150+3.14/4×942×1×则 /2+7.43×1033=23165.69kg＜25000kg2JZ-25/130025000kg根据：m=Qp/Fj式中：mFjkg；则6×19-46-1870根据计算选择Φ1050.00mm5、压风、供水管悬吊验算(JZ-16/1000根据：Q1＝Qg×H+Qk×H/6+Qd×H/4+Qz；Qz16kg；则：Ф159PE根据：Q2＝qL×LФ50×5则根据：Fj＝0.5Q+PsB×H水Q=3.14/4×402×1×1000=1256kg；水则 JZ-16/100016000kg，根据：m＝QD/FjFj－kg；则6×19S-34-1870排水系统按照井深1000m计算提升吊桶排水能力，主提升19.4m³/h、副提升18.1m³/h，37.5m³/h。46.1m3/h侏罗系全段涌水量为86.9m3/h回风井侏罗系下部二叠系、50.20m3/h1.5/h 提升高度循环时间提升高度提升能力）技术要 工作业规程”以及“技术操作规程”进行施工三违”，坚持“ 总结。。，翻矸台上作业时都必须佩带带带必须拴在牢固构件上带。，人员必须佩带安全帽、带，严禁烟火带入井下凿井相关设备及设施操作、使录，所有滑套之内表面磨损极限不得超过3mm，超过时必须更换。每月还必每7天专职检查人员必须乘吊桶沿井筒检查吊盘钢丝绳的磨损4录，所有滑套之内表面磨损极限不得超过3mm，超过时必须更换。每月还必每7天专职检查人员必须乘吊桶沿井筒检查吊盘钢丝绳的磨损边稳盘装置不少于4且牢固可使用吊盘稳固后各稳车必须切凿岩顶制度、装药联线及放等必须在施工作业规程中明确规定。井下放、瞎的处理以及装配引药都必须严格执行《煤矿安全立健全导爆管、保管、领退制度。放员必须持证上岗，无证不得领取器材运送导爆管或只能由放员一人随吊桶，导爆管必须分别运往井下。并事先通知绞车及把钩工、信号工，慢速提升。放前，设备必须提到规定的安全高度，放员最后升井，开锁放前应发出警戒信号，确认无误后才可合闸放。放后，通风时间不得少于20分钟，待烟吹散后，由班长、放员首先下井检查吊盘上及设备上的浮矸然后检查工作面有无瞎电缆设备必须更换，否则入井。阀动作频繁而失灵 油发热冬季施工则要采取保暖措施防 冻结段放安全技术措施冻结段参数的选择应符《矿山井巷工程施工及验收规范4.2.28条的规定为确保冻结管不因震影响而断裂施工过程中必须采取如下组1.2m。②依据经验计算，确定周边眼装药量③采用2号岩石硝铵防冻严格控制掏槽眼辅助眼周边眼的装④在合理选择参数的同时加强与冻结单位的联系配合工作做到每次前，停止盐水循环，待后检查无误方可恢复正常运转。装岩及出抓岩上岗前要进行培训和实际操作训练，熟练后方可上岗。非不得操作每次抓岩前后都要认真检查抓斗的各部连接是否完好发，以防放崩坏。0.9操作前必须认真检查冷却液、发动机机油、油及燃油的油位；有控制杆位位于空挡位置，轻轻移动油门控制杆，预热15秒后再启动发动30s。常，内有无杂物。并检查机车周围有无物。准备（长×宽×厚）2500×200×50mm1.21.6-1.8m次顺序挖掘，必须保留不少于六个宽度不小于1.5m的墙体，确保大摸板稳能够得到最大的挖掘力，一次挖掘深度一般不要超过铲斗高度的2/3（铲斗挖掘机在作业时必须安排专人指挥挖掘机必须听从指挥机车作业时、挖掘机必须严密注意铲斗运行轨迹的运行情况、双钩提升时，井下有座底罐，吊桶在吊盘处等候，一个吊桶、机车作业时严禁铲斗及机车底盘与水文管发生碰撞更不、（垂直）铺放在下、铺放木板的块数根据底板松软情况确定机车作业时必须保证正常通风防止作业人员二氧化碳和因机车油门控制在低速状态下运行3～5分钟后检查各仪表、警示灯、指示灯是否正常。然后熄火拔下，锁定安全锁后再锁好车门即可。4m左右即可。先将绳套取中对折、然后在对折点向下约300mm卡一副U型卡，将两两根绳套的绳套头各自与机车的前后悬吊梁上的连接,即一根绳套的两个绳套头与机车的前悬吊梁连接、而另一根绳套的两个绳套头与机车的后悬吊梁连接。车一端支起150左右，将提升架的下部梁平顺的放到下指定的位置后180到另一端的下面然后放平机车安装两根悬吊梁利用拉紧螺栓将悬3t卸扣与悬吊梁上的将提升钩头提起、使提升架下部梁离开地面约50mm，此时整个提及锁口盘时＜0.2m/s、井筒正常段时＜1m/s。，，⑥室通往风马达的联接管应换成相应规格的以“爆管提提升钢丝绳、提升容器及连接装置、悬吊钢丝绳、稳绳、天轮、制设备以及各种保护和闭锁装置等每天必须由各专职人员检查一次，并做好记录，发现问题必须及时处理。术措施其提吊工具必须经过验算可靠并要事先通知绞车及井 人员，下井前应试提，进一步后，再慢速下放索将其上端绑牢在吊桶梁上或提升钢丝绳上。把钩工应通知绞车注意防，经常清理盘上及井盖门上的杂物保持井口周围卫生整洁防止向井拆 防止混凝土塌落措1Mpa。ZLQK460-50-1100-41050m³/h，3①、±0～-700m用Ф108×5mm无缝②、-700～-850m用Ф108×6mm无缝③、-850～井底水面用Ф108×7mm无缝。VcVc=0.8～1.5m/s，Vc=1.5～2.2m/sδ=0.5d{[(σπ+P)/(σπ-P)]1/2-1}-δ—管壁厚焊接无缝PMPa铸铁管δc焊接δc无缝δc=0.1～0.2cm①0～-δ=0.5×9.8{[(80+7.7)/(80-7.7)]1/2-1}-②-700～-δ=0.5×9.8{[(80+9.35)/(80-9.35)]1/2-1}-③-850～δ=0.5×9.8{ 经计算±0～-700m用Ф108×5mm无缝；-700～-850m用6mm无缝；-850～井底水面用Ф108×7mm无缝满足排水需求压风系统1SJZ-6.7，1根据：Q＝a.β.Υ（nz.Kz.Qz+nb.Kb.Qb）Υ－修正系数，1.0；Qz－风动钻机耗风量：伞钻68m3/min；Nb－风动潜水泵台数1；bQb则87.12m3/min,1GA250-（42.5m³/min）型螺杆空压机,1SRC-300SAC（35m³/min）型螺杆压风18.（34m³/min根据煤炭资源开发由浅部向深部发展是客观的必然规律，也是世界上许多产煤国家所的共同问题。我国煤矿开采深度以8-12m/年的速度增加。400m600m101000m1300m并将出现的特深矿井。预计在未来20年我国很多煤矿将进入到1000-1500m深部开采引起高地压高地温高岩溶水压和开采扰动影响深高地应力环境和煤岩体变形特征决定了深部矿井会遇到一系列动力，道围岩大变形冒顶片帮等对深部矿井的安全高效开采带来巨大威道支护而目前一般的巷道支护技术支护材料与设备高地压巷道1内外技术国外对深部矿井涉及的相关问题的认识与研究从上世纪80年代就开始了。如1983年，前学者就提出对超过1600m的深矿井开采进行专题研1600m“深部岩石力学”国际会议。近20多年来，、、澳大利亚、南和省及采矿工业部门合作开展了为期10年的深井研究计划，在冲击地压潜在区的支护技术和冲击矿压性评估等方面进行了卓有成效的研究工作；南非、大学与工业部门合作，从1998年启动“DeepMine”研究预测预报与防治技术等方面煤炭科学研究总院开采中国矿业大学中南大学东学重庆大学及科技大学等单位进行了比较系统的研究积累了较为丰富的实践经验如开采进行“冲击地巷道的长期稳定但是这种理论目前已遇到了极大的在深部动压影索被拉断或整体滑动钢带强度和刚度小容易和拉断护顶效果差。2深部巷道锚杆支护的作用分nσc

43Scos(45式中：cσsφ供的轴向力与切向力提高不连续面的抗剪强度不连续面产生离层与3煤巷锚杆支护设计方法——动态信息设计点和地质力学评估初始设计井下监测信息反馈和修正设计初始设计采用数值计算法，目前应用效果比较好的数值计算程序为有限差FLAC[7]UDEC30-4征发生明显变化围岩变形的流变性扩容性和冲击性显著巷道支护。1《井巷设计与施工》中国矿业大学，1994年，董方庭等2《建井工程图册》煤炭矿业，20033420065《井巷工程》中国矿业大学，2010年，林登阁主6《凿岩设备》冶金工业，2004年，周志鸿等7《矿井施工组织设计指南》煤炭工 ，2002年，秦庚仁编8《矿井建设技术与管理》中国矿 ，1998年，邓文芳，9810、NagahmaH，FractalfragmentsizedistributionforbrittlerocksInt.J.RockMech.Min.Sci.1993.(4).469～47111、Pearse.GRockDrillBitsMiningMagazine,学里教育过我的老师，传授给我的专业知识是我不断成长的源泉，也20166SlopesafetycontrolduringminingbelowaMINHong1,DENGJianhui1,WEIJinbing1,ZHANGQizhong2,ZOUJiangang2&ZHOUZhibin2TheEastOpenPitsofDayeIronMinewereclosedinyear2000andtheorebeyondthepitlimitwasnnedtobeminedbyundergroundways.Inordertofacilitatethesmoothtransitiontoundergroundmining,hang-ing-walloresintheoldpitswerescheduledtobemined.Xiangbishanpitisoneofthefourminingspotsselected.In1979whenthepitwasminedtoaround36ma.s.l.,alandsideofaround70000m3occurredinitsNorthSlope,leadingtotheclosureofthepit.Thepitwasthenbackfilledto60ma.s.l.tomaintaintheslopestability.Thehanging-walloretobeminedisjustlocatedbelowtheoldslide,sowhethertheslidewillbereactivatedandhowtocontrolits mationandstabilityarethekeyissuesconcerned.Basedongeologicalinvestigationandnumericalysis,itwaspredictedthattheslidewouldbeandacontrolmeasureusingtheintactorebodyasaretainingwallwasthussugges-ted.Duringmining,discementsweremonitoredtoassuresafety.ByJuly,2003,383000tonsoforeweresuccessfullymined.Thoughtheobserveddis-cementreached8795mm,nomajorfailurehappened.Thefinalslopeis110mhighwithanangleof70°.:openpitmine,hanging-walloremining,landslide,controlmeasure,retainingwall.Afterover40years’miningtheEastOpenPitsofDayeIronMinewereformallyclosedintheyear2000[1].Therestillremainsaround12milliontonsoforebeyondthepitlimit,whichwouldbeminedbyundergroundways.Duringthetransitionperiod,hanging-walloreswerennedtobeminedtomaintainthebalanceofmineralsupply,tomakefulluseofopen-pitfacilitiesandtoavoidunemploymentofminers.Thefourselectedminingspotsarecharacterizedbyhighandsteepslope,developedfaultsandlandslides,amongwhichthreespotsareadjacenttomajorfaultsandtwoarebelowlandslides.Therefore,landslidepredictionanditscontrolmeasurearetwokeytechnicalproblemstobesolvedduringmining.Asthebiggestspot,thegeologyofXiangbishanpitisthemostcomplex,withbothlandslideandmajorfaultdeveloped.Thispaperwilldescribehowtheabovetwoproblemsaresuccessfullysolved.GeologicalTheNorthSlopeofXiangbishanpithasnotbeenquitestableeversinceitsformalproductionin1958.InMarch,1978alocalfailurehappened.InAugustofthesameyearacrackofnearly100mlongwasfoundontheslopecrest.LocalfailuresoccurredagaininOctober.OnJulythe11th,1979whenthework3faceadvancedto36ma.s.l.,alandslideofaround70000

(landslideinFig.1)occurred.Thepitwasdtobeclosedandthenbackfilledto60ma.s.l.tomaintaintheslopestability[2].Fig.1.nviewofXiangbishanNorthTheinstabilityoftheNorthSlopeisattributedtoitsunfavorablegeologicalcondition,includingthelooselystructuredfracturedzoneofFaultF25andthehighwaterlevelintheslopeduringrainseason.ThelocalslopefacestrikestoN31°-59°W(N45°Wonaverage)anddipstoSouthwestatanangleof47°to68°;whilethefaultstrikestoN30°-40°WanddipstoSouth-westatanangleof75°-80°.Theyintersectatanarrowangle.F25passesthroughtheNorthSlopeanditsfracturedzone(30to33mwide)constitutestheupperpartoftheslope(Fig.2).Thefracturedzoneismainlycomposedofhighlyjointedandweatheredmetamorphoseddiorite.AccordingtoX-raydiffractionysis,chloriteisthemajormineralofitsgouge,makingup85%.Othermineralsincludekaoliniteandmontmorillonite,etc.Thegougehasaswellingpressureof54-88kPa(67.5kPaonaverage).Basedonthe“Stan-dardforEngineeringClassificationofRockMasses”(GB50218-94),thebasicqualityvalue(BQ)ofthemagnetiteore(Fe)andthefreshmetamorphoseddiorite(5)isover500,beingclassifiedasGradeII,i.e.hardandintactrockmass.Kaolin-chloritizeddiorite(kc2)isratedasGradeIII,i.e.fracturedhardrock;whilethefracturedzoneofFaultF25belongstoGradeIV,heavilyjointedrockmass.ThehydrogeologicalconditionoftheNorthSlopeissimpleandrainfallisthemajorsourceofitssubgroundwater.Theartificialfillsandweathereddioritearequiteperme-able;kaolin-chloritizeddioriteandorebodyareweakerandF25istheweakest.Duringrainyseasons,springscanbefoundalongthetoeofF25.Thearmchair-shapedlandformisfavorableforrunofftoconvergetowardstheslopefromeast,westandnorth,whichmaydevelopahighwaterlevelbehindthefaultandisunfavorablefortheslopestability.StabilityevaluationandcontrolThepoorstrengthofFaultF25andkaolin-choloritizedmetamorphoseddioriteisthemajorfactorleadingtothelandslidein1979.Anotherimportantfactoristhepoorper-meabilityofF25,whichmayinducehighwaterlevelintheslopeduringrainseasons.Thenewminingareaisbetween18and36ma.s.l.,justbelowtheoldlandslide.Byen-gineeringogy,theNorthSlopeshouldbeunstable.Using2Dlimitequilibriummethod,theback-yzedaverageshearstrengthparametersare100kPa(cohesion)and28°(frictionangle)fortheoldslide.Theparametersarefurtherusedtopredicttheslopestabilitywhenminedto18ma.s.l.withaminimumfactorof0.87obtainedforcrosssectionIV1-1.Intheabove ysis,nowaterisconsidered.Asthedurationofthehanging-walloreminingisveryshort,itisnoteconomicaltomakelargescalereinmentordrainagetotheslope.Asmentionedintheabovesectiontheintegrityoftheorebodyisquitegood,aretainingwalloforebodyissuggestedtocontrolthelandslidestabilitydeformation.Thekeptretainingwallis4-6mwide.2D-finiteelementmethodisusedtoevaluatetheeffectsofthewall.Itisdemon-stratedthattheexistenceoftheretainingwallcanreducethedeformationforatleastoneorder(Fig.2)andeffectivelycutdowntheextentofsticzone.Inordertoassurethesafetyofminingoperation,thediscementoftheslopeismonitoredperi-odicallybysurfaceextensometers. IllustrationoftheminingschemesandcontrolObservedbehavioroftheTheminingprocessisdividedintotwosteps:thefirstistoremovethebackfillsbe-tween36and60ma.s.l.;andthesecondistominethehanging-wallorebetween18and36ma.s.l.MiningworkstartedinOctober,2002andendedinJuly,2003.Themonitor-ingworkcommencedonDecemberthe9th2002andtwocrosssectionsIV1-1andIV1-2werescheduledtoobserveconvergencebetweentwopointsbysurfaceextensometer(Fig.1).observeddeformationsareshowninFig.3forcrosssectionIV1-1.OnDecemberthe22nd2002,whenthebackfillswereremoved,theoldslidebegantoshowsignsofreactivationandnewtensioncrackswereobservedalongitsrearscarp.Themajorrearcrackontheslopecrestextendedbeyondtheoldslideboundarytothesouthwestastheworkingfacemoveddownward.ByAprilthe8th,anewlandslidetookshapeanditsvolumewasestimatedaround150000m3(Fig.1).Exceptfortheminingoperation,theslidedeformationwasquitecorrelatedtotherainfall.ThedeformationfirstacceleratedsoonafterthesuccessiverainfallfromMarch26-31whentheminingoperationadvancedto24ma.s.l.Theumdailydeformationreachedupto216mmandthespallingoflooselystructuredslopesurfaceoccurredcontinuously.Bynow,whethertheminingshouldcontinueornotbecameatoughquestionastherainingsea-sonwascoming.Miningoperationwasdecidedtocontinue.Thedecisionwasbasedonthefollowingfacts:(1)Amajorspringappearedat38ma.s.l.oftheslopeonAprilthe9thandthedrainageofundergroundwaterintheslopewasfavorablefortheslopestability;(2)nofailurewasobservedintheretainingwalloftheorebody;(3)theeffec-tivenessoftheretainingwallwasverifiedbythefailurepatternoftheslope(Fig.4).Duetotheobstructionoftheretainingwall,theslidewasdisintegratedintwoandthewedgingeffectofthesubsidedblock