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文档简介

第一章概况

第一节概述

山西晋煤集团洪洞晋圣荣康煤业有限公司依据山西省煤矿企业兼并重组

整合工作领导组下发《临汾市洪洞县煤矿企业兼并重组整合方案(部分)的批

复》(晋煤重组办发(2009)54号),以山西晋城无烟煤矿业集团有限责任公

司为主体,将原山西洪洞荣康煤业有限公司整合(单保),整合后矿井名称为:

山西晋煤集团洪洞晋圣荣康煤业有限公司,整合后井田面积为6.1188km2,生

产能力由原来0.3Mt/a提升至0.9Mt/a,新增生产能力0.6Mt/ao

井田开拓方式为立井开拓,在井田南部边界以北约1050m处,靠近井田

东部上树垣村东南侧布置工业场地。在选定的工业场地内新建三个立井。井

田采用+465开采水平开拓,以一个水平保证矿井生产能力。矿井达产时以9

号煤一个采区,一综采工作面,保证矿井设计生产能力。

井简均由山西安煤矿业设计工程有限公司设计。

第二节编写依据

1、《山西晋煤集团洪洞晋圣荣康煤业有限公司副立井井筒工程施工合同》

2、《山西晋煤集团洪洞晋圣荣康煤业有限公司副立井井筒施工图纸》

3、《山西晋煤集团洪洞晋圣荣康煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初

步设计说明书》(修改版)(山西安煤矿业设计工程有限公司,2012年2月)

4、《煤矿安全规程》(2011年版)

5、《矿山井巷工程施工及验收规范》GB50511-2010

6、《煤矿井巷工程质量验收规范》GB50213-2010

7、《建井工程手册》、《凿井图册》等国家及煤炭行业现行有关政策、法

令、规定和标准。

第三节工程概况

山西晋煤集团洪洞晋圣荣康煤业有限公司副立井开凿工程所在矿井生产

规模90万吨/年;矿井服务年限24.3a;井田开拓方式:立井开拓,属低瓦斯

矿井,煤尘有爆炸危险性,自燃倾向性为H级自燃。副立井担负全矿井运输

提升任务,兼作矿井的一个安全出口。荣康副井井口坐标:X:4034175.240,

Y:19549624.990,Z=+745.60m。井筒净6.5m,井深305m,其中表土段0m-30.3m,

为双层钢筋混凝土井壁,壁厚800mll1,於标号C30。基岩段30.3m-305m,单层

素碎井壁,壁厚500mm,於标号C30。

第四节开竣工时间

2013年3月-2013年5月施工前准备;

2013年5月正式施工,计划每月施工70米;

2013年9月副立井井筒工程完成。

2

第二章地理位置及地质情况

第一节地理位置及邻近开采情况

一、地理位置

山西晋煤集团洪洞晋圣荣康煤业有限公司(原洪洞场堆底煤矿)位于洪

洞县刘家垣镇岭南村至上树垣村一带,地理位置为吕梁山南段东侧,汾河西

岸。地理坐标为:北纬:36°25'33〃-36°28'22〃;东经:111°32'07”

-111°34'31”。

山西晋煤集团洪洞晋圣荣康煤业有限公司(单保),整合后面积为

6.1188km2,生产能力由原来30万t/a提升至90万t/a,新增生产能力60万

t/ao山西省国土资源厅颁发了整合后的采矿许可证,证号为

1220045091,批采2-H号煤层,有效期为2012年10月9日至2032

年10月9日。井田范围由以下8个拐点坐标(1980年西安坐标系)圈定:

整合后井田呈不规则多边形,南北长2860m,东西宽3410m,面积6.1188km

22o开采标高701.94-429.94m。

二、邻近开采情况

山西晋煤集团洪洞晋圣荣康煤业有限公司西北部为洪洞回坡底煤矿(扩

大)区,其余为空白区。回坡底煤矿井口及采空区距本井田边界1km多,采

空区积水对本矿区没有影响,周边矿井位置分布情况详见四邻关系图2-1。

3

图2-1

4

原回坡底煤矿开采开采10、11号煤层,截止2009年8月31日,原矿界

内10号煤层开采面积0.946km2,动用资源储量288万t;11号煤层开采面

积0.909km2,动用资源储量279万t,10号、11号煤层合计动用资源储量

567万t。

扩区部分截止2009年8月31日,10号煤层开采面积0.894kmz,动用

资源储量185万t;11号煤层开采面积0.877km2,动用资源储量299万t,

10号、11号煤层合计动用资源储量484万t。

第二节煤(岩)层赋存特征

本井田地处霍州国家规划区的万安详查区南部

井田为基岩零星出露区,仅在沟谷内出露下石盒子组上段及上石盒子组

下段地层,第四系分布于山梁及沟谷两侧。现依据万安详查地质报告资料,

对井田内的地层由老到新分述如下:

1、奥陶系中统峰峰组:为含煤地层基底,一般厚度大于100m,分为上下

两段。下段岩性为灰及深灰色泥灰。岩及石膏层,夹薄层厚层状石灰岩,石

膏层多为纤维状。上段岩性为灰色厚层状石灰岩,夹薄层泥灰岩。

2、石炭系中统本溪组:平行不整合覆盖于峰峰组之上。厚度

21.40-31.75m,平均为28.03m,由灰色及浅灰色铝质泥岩及“山西式铁矿”

组成。

3、石炭系上统太原组:整合覆于本溪组地层之上。K1石英砂岩底至K7

砂岩底,厚度为81.50-96.00m,平均88.91m。为本区主要含煤地层之一。据

岩性组合特征可分为上、中、下三段:

下段下3tl)

K1石英砂岩底至K2石灰岩底,厚度16.20-21.61m,平均19.09m。主要由

灰白色石英砂岩、灰黑色泥岩、粉砂岩、灰白色中粒砂岩及煤层组成。底部

为K1石英砂岩。顶部为9号、10号煤层,中下部为11号煤层。

中段(C3t2)

K2石灰岩底至K4石灰岩顶,厚度22.05-35.02m,平均29.98m。岩性主要

以K2、K3、K4石灰岩、泥岩、粉砂岩、中细粒砂岩及薄煤层组成。K2石灰岩

5

全区稳定,含燧石结核,K3石灰岩本区局部有相变,厚度有一定变化,K2、

K3石灰岩间夹粉砂岩、泥岩和中粒砂岩及8号、8下号煤层。K4石灰岩在本

区不发育,K3、K4石灰岩间夹泥岩、粉砂岩及7号、7下号煤层。

上段上3t3)

K4石灰岩顶至K7砂岩底,厚度31.30-45.50m,平均37.39m。下部为灰色

细粒砂岩,灰黑色泥岩、砂质泥岩及6号、6下号煤层。上部为灰黑色泥岩及

5号薄煤层。

4、下二叠统山西组(Pls)

整合覆于太原组之上,K7砂岩底至K8砂岩底。厚度为29.00-46.05m,

平均37.84m。为本区主要含煤地层之一。岩性主要以深灰色泥岩、粉砂岩和

灰白色细粒砂岩为主,含1上、1、2、3号煤层。1上、1、2、3号煤层均为

不可采煤层。

5、二叠系下统下石盒子组(Plx)

与下伏山西组地层呈整合接触,由K8砂岩底至K10砂岩底,厚度

82.10-109.55m,平均93.42m,据岩性组合特征可分为上、下两段:

下段(Plxl)

由K8砂岩底至K9砂岩底,厚度23.70-42.35m,平均33.24m。岩性主要

以灰白色细一中粒砂岩为主,夹灰色、深灰色粉砂岩、泥岩及薄煤线。底部

为K8砂岩,岩性为灰白色,巨厚层状中、粗粒砂岩,成份多以石英为主,长

石次之,分选较好,孔隙式胶结;下部以灰色、深灰色、灰黑色泥岩、粉砂

岩为主,夹1—3层薄煤层;中部岩性为深灰色泥岩、粉砂岩及灰白色中粒砂

岩;上部以泥岩、粉砂岩为主。

上段(Plx2)

K9砂岩底至K10砂岩底,厚度39.75-70.30m,平均59.86m。岩性主要由

灰绿色粉砂岩、灰绿色含紫色斑块泥岩及灰绿色中粒砂岩组成。底部K9砂

岩为绿色中粒砂岩,碎屑含量约90%,主要由75%的石英和10%的长石组成,

杂基占10%,主要为水云母、高岭石等粘土矿物,分布较均匀。其上多以灰

色、深灰色粉砂岩为主,夹紫色斑块的灰绿色泥岩,是K9砂岩的辅助标志层。

顶部为紫红色、灰绿色铝质泥岩,巨厚层状,俗称“桃花泥岩”,是确定K10

6

砂岩的辅助标志层。

6、二叠系上统上石盒子组(P2s)

本组地层以K12、K13砂岩划分为下、中、上三段。区内出露本组下段地

层。保留厚度约170m,为黄绿色、紫红色泥岩、粉砂岩夹中、细粒砂岩组成。

底部为K10砂岩,厚度变化大。

7、上第三系(N)

以棕红色砂质粘土和泥质砂土为主。厚0-25m左右。

8、第四系(Q)

中更新统(Q2):以浅黄色黄土为主,夹数层棕红色埋藏土,底部为一

层砂砾层。厚0-70m左右。

上更新统(Q3):为次生黄土夹砂砾层。厚0-10m左右。

全新统(Q4):为现代河流冲积物,分布于矿区南部的河床内。厚OTOm

左右。

第三节水文地质情况

一、水文地质情况

井田内碎屑岩类裂隙水含水层主要包括二叠系上石盒子组、下石盒子组

及山西组地层中的砂岩含水层,其中,这些地层中分布的厚度较大的上石盒

子组K12、K10,下石盒子组K9、K8砂岩及山西组中的K7砂岩为最主要的含

水层。

(1)山西组(K7)砂岩裂隙含水层

细粒砂岩、细粒石英砂岩为主,灰白色、灰色,裂隙不甚发育,富水性

弱,裂隙含水组浅部一般以风化裂隙潜水为主,K7砂岩含水层为2号煤层主

要含水层,随埋深的增加,裂隙发育减弱。ZK203号钻孔抽水试验单位涌水量

为0.024L/s・m,因此,该层属弱富水裂隙含水层。

(2)下石盒子组砂岩裂隙含水层

岩性为灰白色、浅黄灰色,厚层状,局部变为薄层状,裂隙发育较差。

K8砂岩为2号煤层的顶板,成为煤层直接充水含水层,该层受地形影响,受

大气降水及地表水补给差异性较大,泉流量在0.02—0.05L/s,该层属富水性

7

中等的裂隙含水层。

根据副立井井筒检查钻孔岩石工程勘察报告资料,二叠系下石盒子组和

山西组(P1S+P1X)地下水稳定水位埋深为130.59m,水位标高为615.01m;

石炭系太原组(C3t)地下水稳定水位埋深为152.45m,水位标高为

593.15mo

(3)上石盒子组砂岩裂隙含水层

岩性为黄绿色,厚层状,中、细粒砂岩,裂隙不发育,为较弱含水层。

(4)基岩风化壳含水层

由于风化水蚀作用的强弱,裂隙的深度因地而异,风化深度30-50m,含

水性变化大,据邻近水井的调查资料,水量不大,能满足居民和牲畜饮用。

水位标高变化较大,水质类型:重碳酸氯化一钙镁型水,为较弱含水层。

二、涌水量预算

3

根据副立井井筒检查孔资料,预计副立井最大涌水量20-25m/ho

三、根据副立井井筒检查孔资料,副立井施工区域内无老空区及地

质构造。

第四节瓦斯、煤尘爆炸指数

山西省煤炭工业局以晋煤瓦发[20HI464号文批复该矿:

山西洪洞荣康煤业有限公司9、10号煤层,2010年瓦斯相对涌出量2.59m

3/t,绝对涌出量1.69m3/min;二氧化碳相对涌出量1.82H?/d,绝对涌出量

1.19m3/min,属低瓦斯矿井。

根据2010年9月《山西晋煤集团洪洞晋圣荣康煤业有限公司9号、10号、

11号煤层矿井瓦斯涌出量预测报告》:洪洞晋圣荣康煤业有限公司在开采9、

10.11号煤层的不同时期,矿井最大绝对涌出量为4.415m3/min,最大相对

瓦斯涌出量为2.331m3/t,属低瓦斯矿井。

在井田ZK202号和ZK401号钻孔中采取了各可采煤层样,做了煤的自燃

倾向性试验。

io、11号煤层自燃等级为n类,属自燃煤层;煤层有爆炸性危险。

8

9号煤层自燃等级为I类、II类,属容易自燃-自燃煤层;煤层有爆炸性

危险。

附图2-2荣康煤业副立井井筒检查孔柱状图

9

第三章井筒布置及技术特征

第一节井筒布置

副立井布置在荣康南区工业场地,井口坐标:X:4034175.240,Y:

19549624.990,Z=+745.60m井筒设计长度305m表土段30.3m,基岩段

274.7m,井筒倾角90°。井筒净直径6500mm,净断面33.166(附图:

井筒平、剖、断面图)

第二节副立井井筒技术特

序号项目设计参数备注

1井筒中心坐标X:4034175.240Y:19549624.990(80坐标)

2井口设计永久标高Z=+745.60绝对标高

3支护形式现浇钢筋混凝土

井壁

标高壁厚净径荒径

壁厚、直径

(m)(mm)(mm)(mm)

(表土段)

4

0m〜30.3ni80065008100

壁厚、半径30.3m~

50065007500

(基岩段)305m

井壁

设计混凝土强度等标

5强度等级

级(m)

OnT305mC:JO

井壁

使用部位钢筋规格及间排距

6钢筋环筋①20@300

0m〜30.3m竖筋①20@300

勾筋①10@600

10

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第四章施工工艺

第一节施工方法

一、施工方法

1)、表土段施工方法及施工顺序

1、施工方法

表土段采用人工用风镐掘进,人工装年配2n?吊桶出研,井筒

提升采用JK-2.5/2E绞车一套单钩1个2m3吊桶提升。地面采用10

吨自卸车排石干。采用液压整体金属大模板砌壁,段高同掘进段高,正

常时为3.6mo

2、施工顺序

人工掘进、出年一验荒径一绑钢筋一验钢筋一支模板一验模板一

浇筑

2)、基岩段施工方法

1、施工采用“三八”制,两个掘进班,一个成巷班,短掘短砌

施工作业方式。本工程采用钻爆法破岩,基岩段采用1台HZ-6中心

回转抓岩机出汗。井筒提升采用JK-2.5/2E绞车一套单钩3.0m3吊桶

提升。地面采用10吨自卸车排秆。采用液压整体金属大模板砌壁,

段高同掘进段高,正常时为3.6m。

2、施工顺序

打眼一放炮一出阡一清底一验荒径一支模板一验模板一浇筑

二、井筒过围岩破碎施工

如果在施工中遇到断层破碎带或岩性较差等不良地层时,采取缩

小掘进段高,增加临时支护(锚喷、锚网喷或架设井圈),提高井壁

强度(如增加井壁厚度或采用钢筋跄井壁等),改善光爆效果等措施。

改善光爆效果即减少周边眼眼距和抵抗距,采用不偶合装药,尽

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量减少爆破对井筒围岩的破坏,以保持围岩的完整性,充分利用其自

身的抵抗能力。同时适当缩小掘进段高,采用锚网喷临时支护,锚杆

选用规格为①18*2400mm的高强树脂锚杆,用两支药卷K2335.Z2360,

网片选用规格为1000*4000mm的金属网,网格为100*100mm,锚杆间

排距为800*800mmo

第二节凿岩方式

1、表土段采用人工风镐掘进。

2、基岩段采用SJZ-6.9型伞型钻架,配6台YGZ-70型独立回转

凿岩机,选用B25X4700mm中空六角钻杆,655mm十字型合金钢钻

头。

第三节爆破作业

炸药选用二级乳化炸药,雷管选用5m长脚线毫秒延期雷管,用

放炮电缆配合开关启爆。采用光面、光底、减震缓冲爆破新技术,施

工过程中根据工作面岩性变化,及时调整爆破参数,提高爆破效率。

基岩段掏槽眼深4500mm,辅助眼和周边眼深4200mm。爆破采用反向

装药,串并联连线,炮泥长度为1.5m。

打眼采取分区定人、定钻、定眼位、及定时间、定质量、定数量

和岗位责任制,严格按爆破图表进行操作,分60°扇形区间操作。

严格执行“一炮三检”和“三人联锁放炮制”。“一炮三检”指瓦

检员在装药前、放炮前、放炮后检查瓦斯。瓦检员必须检查迎头20

米范围内CH4浓度,瓦斯浓度超过1%时,严禁装药放炮。''三人连锁

放炮制”中的三人是指放炮员、瓦检员和施工单位的当班班长。放炮

员持警戒牌,瓦检员持放炮牌,当班班长持放炮命令牌。三人连锁放

炮的操作程序是:放炮前,放炮员将警戒牌交给施工单位的当班班长,

当班班长接到警戒牌后,检查顶板和支护情况,经检查无误后派人设

好警戒牌后,才能将自已携带的放炮命令牌交给瓦检员,瓦检员经过

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检查瓦斯、煤尘合格,工作面及其附近无不安全隐患后,将自已携带

的放炮牌交给放炮员,放炮员发出放炮口哨进行放炮。放炮后,待炮

烟排放20分钟后,放炮员、瓦检员、当班班长必须共同巡查放炮地

点,若通风、瓦斯、煤尘等情况符合《规程》规定,爆破效果达到预

期目的,顶板与支护情况完好,三牌各归原主,否则,必须立即处理,

处理完好后,方可三牌各归原主,完成一个“三人联锁放炮”循环。

放炮前须提升吊盘距工作面20米,并清理工作面内的工器具、

井口附近的杂物、电线。放炮前班组长清理出井筒内的所有人员,在

井口20米范围内设立警戒线,并派有专人负责看护,放炮期间严禁

任何人员进入警戒线内。装药完毕后,所有人员需上井提升,撤离到

井口警戒线以外。

第四节装载与运输

1、表土段

采用人工装砰配吊桶出歼,井筒提升采用JK-2.5/2E绞车、1个

2m3吊桶提升。地面采用10吨自卸车排拜。

2、基岩段

在吊盘下方布置1台HZ-6中心回转抓岩机。井筒提升采用

JK-2.5/2E绞车一套单钩3m3吊桶提升。为便于清底,缩短清底时间,

采用光底爆破技术,爆破后工作面实底呈现锅底形状;采用人工清底

施工。

采用自动座钩式翻年,阡石通过溜槽溜入10吨自卸汽车,运至

排歼场地。ZL-50型装载机辅助平整场地。在井口、翻阡台、井底、

吊盘、提升机房安装工业电视监控装置,确保施工中的安全、高效。

第五节支护设计及支护工艺

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一、支护设计

表土段支护形式设计为双层钢筋混凝土结构,混凝土厚度为

800mmo内竖筋、环筋间排距300X300mm,外坚筋、环筋间排距间

排距328X300mm勾筋间排距:600X600mm。基岩段30.3〜305m段

支护形式设计为素混凝土,支护厚度500mll1,混凝土强度C30。

1号、2号壁座均采用钢筋混凝土支护,混凝土强度C30o1号壁

座位于21.3m处,2号壁座位于230.4m处。

壁座采用YT-28型风动凿岩机向井帮内打斜眼,上部倾斜角度为

60°,向下打眼,下部倾斜角度为30。,向上打眼。爆破后修整周

边达到设计要求,经验收合格后,开始绑扎钢筋,先绑扎井壁内层竖

筋和井壁内层上、下部分环筋,接着绑扎壁座架立筋,架立筋绑扎在

内层环筋上,交接点用双股16#绑丝十字绞紧,绑丝绞紧不得少于三

圈,壁座钢筋保护层厚度为50mm,后联接壁座环筋,再绑扎联系筋,

壁座钢筋绑扎完毕,绑扎剩余的井壁钢筋,经验收合格后,方可装配

金属模板,精确测量定位后,浇灌於,壁座进行整体浇灌,粒强度为

C30,配比见实验室配合比并层层震捣。

二、支护工艺

1、支护材料

1)、表土段支护材料

表土段环筋采用①20mm的螺纹钢,竖筋采用①20mm的螺纹钢。

混凝土采用P.S.42.5号水泥,砂为中砂。石子粒径5〜31.5mm。

喷混凝土强度等级C30,其混凝土参考配合比为:水泥:砂子:碎石:

水:掺和料:外加剂=1:2.013:2.564:0.483:0.177:0.03,In?混凝

土中,42.5水泥383Kg,砂子771Kg,石子982Kg,水185Kg,掺

和料68Kg,外加剂11.3Kgo

2)、基岩段支护材料

基岩段采用素混凝土支护。

混凝土采用P.S.42.5号水泥,砂为中砂。石子粒径5〜31.5mm。

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喷混凝土强度等级C30,其混凝土参考配合比为:水泥:砂子:碎石:

水=1:2.013:2.564:0.483,In?混凝土中,42.5水泥383Kg,砂子

771Kg,石子982Kg,水185Kg。

2、支护工艺

1)、钢筋绑扎工艺

掘够一个段高,利用操平管找平并分八个方向均匀铺设拖底木,

找正完毕,把上一段高井壁下口的泥土清理干净,即可绑扎钢筋。绑

扎钢筋时先绑扎外层钢筋(装设尺寸R=4000mm),再绑扎内层(装设

尺寸R=3300inm)。先装设竖筋,再绑扎环筋。竖筋采用高强度直螺纹

套筒连接;环筋采用扎丝绑扎连接,环筋搭接长度为35D(D为钢筋

直径,搭接长度:700mm)。装竖筋前首先把套筒内的泥土清理干净,

然后人工用扳手拧紧,并设专人用专用扳手逐个拧到位,然后用尺量

保证钢筋处于设计位置和符合设计间距(竖筋间距300mm)。绑扎第

一层环筋时,先用尺量确定位置(一般迎头浮歼向上200mm),并保

证环筋间距(环筋间距300mm)。环筋搭接位置不能处于同一竖直面,

每层环筋的搭接区域要相互错开。钢筋绑扎完毕,装设勾筋,用尺量

保证勾筋处于设计位置和符合设计间距(勾筋间距600mm)o最后要

仔细检查钢筋间距、扎扣等是否符合要求,钢筋绑扎确认无误后,并

及时通知甲方监理下井验收。

2)、模板工艺

用液压整体金属大模板砌壁,段高同掘进段高,正常时为3.6m。

当钢筋绑扎完毕经过验收,即可收拢模板,下放至拖底木上。模板由

3根钢丝绳悬吊,由地面3台稳车起降。井下通过电话向井口集控室

操作人员发出起降指令。井上下都要安排专门人员负责升降大模工

作,同时要有人观察稳车、钢丝绳、模板、井壁等。要集中精力,严

防卡绳、断绳等事故发生。下放大模时,工作面和大模上不得有人。

大模板落至拖底木上后,要用尺量找正(模板找线尺寸为3260〜

3275mm),严格按照规范要求找线,确保井筒尺寸。大模板找线完毕,

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经验收合格后,还要检查底口是否有漏灰地方,上端接茬口高度是否

合适。浇注前模板要擦油或涂脱模剂。模板的限位顶丝旋紧,高压油

管和闭锁收拾整齐,用塑料布盖好。

3)、混凝土浇筑工艺

硅强度等级C30。混凝土采用溜灰管运至吊盘,经专门放置在吊

盘的分灰器入摸。制作混泥土要严格按照配合比配制,并按设计要求

掺入外加剂。混凝土要充分搅拌,搅拌时间不能低于90S。硅浇筑时

要按规定留取硅试块,同样条件下养护28天做抗压强度试验,并保

存好资料。

3、临时支护

根据GB50511—2010《煤矿井巷工程施工规范》中基岩掘进规定

一井筒掘进时,不支护段高的高度,应符合下列规定:

1)在I类岩层中,可由施工单位自定。

2)在II、III类岩层中,不得超过4m,当高度超过2m并有危岩

时,应采取局部挂网或安设锚杆等防片帮措施;

3)在IV、V类岩层中,不得超过2m。

根据《煤矿井巷工程施工规范》所查,井筒在掘进过程中的岩层

属于n类岩层,不宜超过4米;当高度超过2米并有危岩时,采取临

时支护。同时适当缩小掘进段高,采用锚网喷临时支护,锚杆选用规

格为⑦18*2400mm的高强树脂锚杆,用两支药卷K2335、Z2360,网片

选用规格为1000*4000mm的金属网,网格为100*100mm,锚杆间排距

为800*800mmo

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第六节主要设备配备

主要施工机械设备表

序号品名规格单位数量

1稳车10吨台15

2钢筋弯曲机台1

3磁力启动器QBZ-400/1140(660V)台3

4伞型钻架SJZ-6.9台1

中心回转抓

5HZ-6台1

岩机

6开关QBZ-120台3

矿用防爆水

7D25-30X10台2

矿用防爆水

850QW25-30-5.5台2

9开关QBZ-80台3

10馈电开关400A台2

11电焊机台1

12绞车JK—2.5X2E套1

13局扇FBDN06.3/2X30套2

11吊桶座钩式T3台1

11.4KW,380V/

15调度绞车台1

660V

17风冷空压机螺杆式台4

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第五章生产系统

第一节提升系统

一、副提升钢丝绳验算

1)、钢丝绳最大悬垂高度:H0=Hsh+Hj=305+19.846=324.846(m)

Hsh-井筒深度;Hj-井口至井架天轮平台高度

2)、提升物料荷载

(1)3m3吊桶提升物料荷重:

Q3=KmXVTBXygX9.8+0.9(1-1/Ks)XVTBXyshX9.8

=0.9X3.0X1600X9.8+0.9X(1-1/2)X3.OX1000X9.8

=55566(N)

Km-装满系数0.9;VTB-吊桶容积;Yg-岩石松散容

重;Ysh-水容重

3)、钢丝绳终端荷载

311?吊桶:Q03=Q3+Qz=55566+14440=70006(N)=7143(kg)

Qz-吊桶自重(含滑架、缓冲器、钩头)

4)、钢丝绳的选择:

根据钢丝绳的单位长度质量及提升机许用钢丝绳,试选18X

7+FC-32-1770多层股不旋转圆股钢丝绳,最小破断拉力494KN。(钢

丝绳单位重量3.78kg/m)

5)、钢丝绳安全系数验算:

(1)采用3nf吊桶提秆,钢丝绳安全系数

提阡:m=Qd/(Q吊+HOPSB)=562X1.283X

1000/(70006+290.146X4X9.8)=8.86>7,5

安全系数满足要求。所选钢丝绳符合要求。

(2)提人时:Q0=Qz+QI=14440+75X12X9.8=23220(N)

m=Qd/(QO+HOPSB)

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=562X1.283X1000/(23220+290.146X4X9.8)

=20.84>9

故所选钢丝绳符合要求。

3m3吊桶:桶口直径61.45米,则有效面积

2

S=0.25X3.14X1.452=1.65mo乘人数=S/0.2=8人。

吊桶提升物料时,速度不得超过6m/s,提人时不得超过4m/s。

二、提升天轮的选择

天轮直径D260d=60X32=1920mm(d为钢丝绳直径)

D^9008=900X2.0=1800mm(3为钢丝直径)

选择TXG2500/38型凿井天轮,容许钢丝绳最大直径38mln,满足

要求。

三、提升机验算

1)、卷筒直径

D260d=60X32=1920mm(d为钢丝绳直径)

D^9006=900X2.0=1800mm(3为钢丝直径)

满足要求。

2)、校验卷筒宽度

B=(+3+n)X(d+£)

=((785+30)/(3.14X2.5)+3+3))X(32+3)=3843(mm)

B/BT=3843/2000=l.92<2

满足要求。

3)、提升机强度验算

FCH=Q03+PSBXH0=70006+290.146X4X9.8=81380(N)<90000

(N)

满足要求。

4)、电机功率估算

P=K(Q03+PSBXH0)Xvmb/102nc

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=1.05X82740X4.84/(102X0.92X9.8)

=457(kw)

nj-传动效率vmb-提升机标准速度K-阻力系数

满足要求。

故所选的提升系统满足施工要求。

5)、提升能力验算

JK-2.5/2E提升机提升能力见表单位(m3/h)

吊桶容积提升高度

(m3)100200300400500600700785

341.3634.6729.826.1523.32119.1318.39

井简最大排砰量为37.9m3/h,提升系统满足要求。

表5T提升机技术参数一览表

项目

名称参数主提升备注

提升机型号JK-2.5/2E

提升速度3.8m/s

最大静张力6000kg

最大静张力差6000kg

配用电机570KW

吊桶3m3

天轮d)2.5m

钩头lit(载重)自重220kg

滑架2180mm

提升钢丝绳18X7+FC-32-1770

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第二节供电系统

供电电源来自矿方10KV架空电源,根据现场的实际情况在工业

广场适当位置设临时变电站,内设高压开关6台,低压开关3台,

S9-M-1000/10/0.4变压器两台,S9-M-200/10/0.4变压器两台,

S9-M-1600/10/6变压器1台,S-M-1250/10/6变压器1台等供电设备,

为井筒施工提供各种电源。

附图5-1供电系统图

表5-2凿井期间主要装备用电负荷

名称电压等级装机容量(kw)工作容量(kw)备注

提升绞车6kv570570

压风机0.妹V440440

小计10101010

水泵0.38kv9045

稳车群0.4kv464

风机0.4kv12060

辅助系统0.妹v12560

小计799165

合计18091175

第三节压风系统

主要用风设备为SJZ-6.9型伞钻和1台HZ-6型中心回转抓岩机,

最大用风量为SJZ-6.9型伞钻打眼时,最大用风量约为58m3/min。

表5-3用风设备及用风量一览表

序规格数耗风量同时性总耗风量

号名称备注

型号量(m3/min)系数(m3/min)

1伞钻SJZ-6.9150158

2抓岩机HZ-6124L24

3喷浆机转子V280.58

4风镐G10151.20.8515.3

5风钻YT-2863.50.918.9

根据用风量选用LGFD-20/8(3台)和OGLCT32A(1台)型压风机

共4台,总装机供风量为80nl3加打,满足施工需要。

压风管路选用中159X5mni无缝钢管,压风管与中65X4mm供水管

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一起利用2台JZ-10/800凿井稳车、2条6X19S-28-1770钢丝绳悬

吊。

第四节排水系统

在中层盘上安装一台D25-30X10型水泵,在上层盘上安装一个

211?水箱,配6108无^钢管形成排水系统。排水管路采用井壁打锚

杆固定吊挂。涌水小于10m3/h时由潜水泵配合吊桶排水,当涌水量

大于10m3/h时由工作面的潜水泵排入水箱、再由水泵排至地面。根

据副立井井检孔资料和《煤矿建设规范》要求,如涌水量大于10n?

/h时采用预注浆处理,故排水系统可以满足排水要求。

表5-4排水设备技术参数

流量(m扬程电机功率电压等

设备名称型号规格备注

3/h)(m)(邮级(v)

水泵D25-30X102530045660

潜水泵50QW25-30-5.525305.5660多台配置

第五节排砰系统

在井架的翻砰平台上安装砰石溜槽1套,秆石由吊桶倒入溜槽后

落地,再由装载机配合排阡汽车排放到业主指定地点。

第六节模板系统

井筒井壁采用①6.5m液压整体金属大模板砌筑。

第七节井架与两盘吊挂系统

凿井使用niG型凿井钢管井架,在井架二层设翻歼平台一套,安

装歼石溜槽1套,肝石由吊桶倒入开闭式溜槽后,用汽车运到指定地

点。吊盘由4台JZ-10/800稳车配4条7X18-28-1770钢丝绳悬吊。

吊盘悬吊系统核算:

(1)吊盘自重Q尸15000kg(包括零星材料及人员4.5t)

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(2)水泵及水箱

D25-30X10水泵自重1000kgX2=2000kg

2n?水箱自重加水重2500kgQ3=4500kg

(3)总重量0=15000+3000+4500=22500kg

(4)每根吊盘绳悬吊吊盘重量

吊盘采用4绳悬吊、每根绳的悬吊重量为:

P=KXQ4-4=1.25X225004-4=7031.3kg

式中:K一悬吊不均衡系数=1.25

(5)悬吊钢丝绳的选择

选用7X18-28-1770钢丝绳q=3.25kg/mQd=102860kg

钢丝绳的自重Qz=3.25X400=1300kg

(6)钢丝绳最大悬吊重量

4条吊盘绳中各卡固一条MYs。。-4X4信号电缆,悬吊重量最大。

信号电缆重量:Q=0.703X400=281.2kg

钢丝绳最大终端载荷Qj=P+Q+Qz=7031.3+281.2+2128=9440.5

kg

安全系数验算:n=Q.,4-0.)=1028604-9440.5=10.9>6

符合要求

井口设封口盘,封口盘设有相应的吊桶门及出风口、风水管路等

设施的孔盖,在井筒掘砌至25nl时,进行两盘吊挂安装。

第八节安全梯

选用一台JZA—5/1000型安全梯专用稳车配18X7-20-1770钢

丝绳悬吊一套安全梯至吊盘上层盘,吊盘至工作面设钢筋软梯。

第九节供水系统、供热系统

生产、生活用水取自建设单位水源井,施工单位自制高架水箱为

生产、生活供水,地面供水管路采用3〃焊管,凿井施工供水采用中

65X4mm无缝钢管。

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安装两台汽水锅炉负责供应饮用热水、浴室。

第十节信号、通讯、照明系统

(1)通讯:在矿方通讯系统未形成前,由施工单位自备小容量

程控电话总机,满足生产调度联系,对外采用移动电话进行联系。

(2)信号:凿井期间采用DXT型通讯、声光信号装置1套,1

作为吊盘、井口之间的通讯及提升联络系统。井口、车房之间设直通

电话及声光信号装置,各稳车群采用集中控制系统。井口信号装置与

绞车的控制回路相闭锁,以确保提升安全。

(3)照明:井筒内采用Dd250/127-EA型隔爆投光灯,锁口盘下、

吊盘下层盘设一盏,下层盘下面悬挂三盏。

第十一节碎搅拌及运输系统

采用混凝土集中搅拌站(配两台JS-750型搅拌机,带自动计量

装置)拌制於,力159X6mm溜灰管路运送舲,直接送到井下经分灰

器入模。

第十二节通风系统

采用两台FBDNo6.3/2X30型局部通风机,配用一趟直径中800mm

胶质风筒,压入式通风,风筒采用井壁固定。在距工作面上方3m处

安设瓦斯传感器。当瓦斯超过1%时报警,当瓦斯浓度大于1.5%时井

筒内所有设备停电,人员撤离。当瓦斯浓度小于0.5%经检查后方可

恢复送电。

(1)风量计算

建井施工期间风量计算主要考虑工作面同时工作人数、放炮排烟

所需风量;揭煤后,视实际瓦斯涌出量重新核定风量。

①按工作面同时工作最多人数计算

Q=4*N=4X20=80m3/min

N--工作面同时工作最多人数,取20人;

4每人每分钟供风量不少于4m3/min;

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②按放炮排烟计算所需风量

Q=7.8*(KA(S*L)2)1/3/t=7.8(206.4X0.3(33.17X320)2)“72100=

7.Im3/s

=426m3/min

Q--工作面配风量,单位为立方米每分钟(m3/min)

K-----淋水系数,取0.3;

A-----次爆破最大装药量,取206.4kg;

S--井筒净断面积,取33.17m2;

L-—炮烟稀释到安全浓度以下的安全距离,取320m;

t-一放炮后排烟时间,取35min,即2100s;

③按风速验算

按《煤矿安全规程》第101条规定掘进工作面风速应符合下列条

件:

SVminWQWSVmax

式中:Q—工作面所需风量,7.Im3/s(426m3/min);

S一井筒净断面积,33.17m2;

Vmin一井筒最低允许风速,M0.15m/s(9m/min);

Voax一井筒最高允许风速,M4m/s(240m/min);

Q=426m3/min<240X33.17=7960.8m3/min

Q=426m3/min>33.17X9=298.5m3/min

因此Q应取426m3/min

④所需局扇供风量

33

Qa=Q/(1-P«)=7.1/(1-0.2)=8.88m/s=532.8m/min

Q扇一所需局扇供风量,m3/s;

Q一掘进工作面所需风量,经上述计算,取8.88n)3/s;

P满一总漏风系数,取20%;

(2)风阻计算

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R=Rm+Rz+Rc

Rm:沿程摩擦风阻,乩=色繁电

L:局部风阻,Rz=:洋+子等,胶质风筒连接,接头的局部

2xS乙2xS乙

nx£xp

阻力可以忽略,故:&=笠n亍

2x5

t1小0.818x.

Re:出口风阻,Re=d4

式中:

a一摩擦阻力系数,pa.s7m2;使用①800mm胶质风筒,a=0.0025

L一风筒长度,mo<L=510mo

d一风筒直径,mo取d=0.8m。

山一风筒转弯数,个。取:n2=l

之一风筒局部阻力系数,取:之=0」

P-空气密度,取2(TC的干空气密度,1.205kg/m3

s-风筒断面积in2,①800mm风筒的断面积为0.5024m2

D_6.5xaxL.xjxp0.818x。_6.5x0.0025x510,1x0.1x1.205,0.818x1.205

位2x0.78542+1.04

心+2XS2=-诲-

=9.37Pa.s2/mb

(3)风压计算

H=Q*Q扇*R=5.72X12.59X9.37=674.78pa

H--局扇风压,pa;

R--风筒总风阻值,9.37pa.s7m6;

(3)局扇选型

根据上述风量及风压计算结果(Q=532,8m3/min,H=1189pa),

查局部通风机特性曲线,选用1台FBDNo6.3/2X30型局部通风机。

(对审批意见的解释:局部通风机的风量(380—590)380m3/min表

示单机开启时风量,590m③/min表示双机开启时风量。)

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表5-5FBDNQ6.3/2X30型风机技术参数

型号电机功率(kW)风量(m3/min)风压(p0)最高全压效率噪声dB

(%)

FBDNo6.3/2X302X30380-5901050-58006090

第十三节施工测量

(1)测量原则及要求

①配备能胜任此项工作的人员和测量仪器,在监理工程师监督下

完成施工前测量准备和井筒及相关碉室施工的各项测量工作。

②按《煤矿测量规程》(2010)的有关规定进行一切必要的测量

和计算工作,并按要求将施测采用的方法和精度报监理工程师批准。

③在施测过程中,外业观测工作本身须有校核,或者进行两次。

对起算数据、外业记录和计算成果均须经过严格的检查或对算。重要

测量工作必须独立地进行两次或两次以上的观测和计算;工程结束

后,要编

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