昌吉市福江煤矿回风立井作业规程改样本.doc

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第一章 工程概况
一、 工程概述
1、 自然条件
该矿属新疆维吾尔自治区昌吉市硫磺沟镇管辖, 位于头屯河西岸, 哈萨坟北沟一带, 向北距硫磺沟镇10km, 距昌吉市50余千米, 东至乌鲁木齐市约45km, 有柏油公路与乌鲁木齐市、 昌吉市相通, 有昌吉市至庙尔沟班车经过, 交通方便。
2、 自然地理
矿区位于天山北麓, 准噶尔盆地南缘。地形南高北低, 属中低山地形。矿区范围内海拔标高1234.5～1380m, 一般高差30～40m, 最大高差146m。
3.井筒用途
回风立井主要用于回风及安全出口。
二、 工程量
1、 以原有矩形断面中心为基点进行全断面刷扩, 断面为圆形, 净直径4.0m, 净断面12.56m2。由于刷大施工的特殊性, 原有围岩已产生裂隙, 因此设计采用混凝土浇筑支护, 支护厚度不小于300mm, 混凝土不小于C25。
2井筒特征: 井筒净直径Φ4.0m, 净断面12.56m2, 井筒毛径: 表土及风化段0.00至-1.50m为5.20m; 掘进断面: 表土及风化基岩段0至-1.50支护厚度为600mm, 混凝土强度C30。井深177.5m, 井口标高+1302m, 井底标高+1124.5m。装备钢梯子间, 担负井下全部的回风任务, 并作为井下一个安全出口, ( 风井井筒设计参数见表3-2-1)
3、 与井筒相关的工程有风硐、 安全出口、 井筒防爆门及基础和井底连接处。
风硐净宽2.8m, 净高2.8m, 钢筋砼结构, 支护厚度300mm, 砼强度等级C30, 倾角45°, 井壁开口处底板绝对标高+1292.2m。
3. 安全出口净宽1.5m, 净高2m, 砌碹支护, 支护厚度250mm, 砼强度等级C30, 倾角0°和30°, 井壁开口处底板绝对标高+1274.2m, 工程量18m。
三、 施工工期安排
1、 单进指标
本工程建设工期预计为142d, 施工准备期30d, 井口锁口、 风硐及安全出口工期20天, 正式刷扩工期92d, 针对本工程的特点, 精心组织, 加强技术管理和指导, 科学施工, 合理安排, 确保优质、 快速地完成, 施工任务。
2、 总工期
复工拟定于 5月10日前进行开工, 9月17日完工 , 建井总工期142d。
四、 编写依据
1、 本规程根据《新疆哈密矿务局勘察设计院》设计的回风立井平、 剖、 断面图进行编制( S1821-118-01) 。
2、 《矿山井巷工程施工及验收规范》( GBJ213-90) 。
3、 《煤矿井巷工程质量检验评定标准》( MT5009-94) 。
4、 《混凝土工程施工质量验收规范》( GB50204- ) 。
5、 《煤矿安全规程》[ ];
6、 《建设工程监理规范》( GB50319- ) ;
7、 国家、 省市和行业相关法律、 法规、 规 范要求
8、 昌吉市福江煤矿生产地质报告。

回风井主要技术特征 表1-1
井筒
顺号
井筒特征
单位
数量
备注
风
井
井
筒
1
井口
坐标
X
m
4836578.000

Y
m
29510705.000

井口设计标高
m
+1302.50

井底水平标高
m
+1125.00

2
井筒净直径
m
4.0

3
井筒净断面
m2
12.56

4
倾角
°
90°0’0”

5
方位角
°
90°0’0”

6
表土厚度
m
2.5m

7
支护
方式
表土及风化基岩段

钢筋砼
30m
基岩段

砼
149m

8
支护
段长
表土及风化基岩段
m
30
0 ~ 30m
基岩段
m
149
30 ~ 179m

9
井壁
厚度
表土及风化基岩段
mm
600

基岩段
mm
300

10
毛净
断面
表土及风化基岩段
m2
21.23

基岩段
m2
16.6

11
井筒全深
m
179

锁口
1
风硐
m
15
断面参数以施工图为准
2
安全出口
m
18
断面参数以施工图为准
3
水平井底连接处
m

断面参数以施工图为准
第二章 地质情况概述及测量工作
一、 区域水文地质特征
矿区位于天山北麓、 准噶尔盆地南缘, 乌鲁木齐山前凹陷的头屯河中游河谷西岸。
区内属大陆性干旱～半干旱气候, 夏季及秋初温和多雨, 冬季严寒。气温年变幅54℃, 最高气温超过27℃, 最低气温近-27℃, 雨季多在7～8月, 以阵雨为主, 平均年降雨量243mm, 年蒸发量高达2187mm,年最大冻土深度约为1m。春季为风季, 风向以西南风为主, 最大风速4m/s, 平均风速2.1m/s, 初雪在10月上旬, 次年4月下旬冰雪消融。
区内地形南低北高, 西高东低, 坡度2～5°, 地表水系不发育, 仅东南角发育有头屯河, 年径流量2828×105m3,春季融雪期水量较大, 最高洪峰出现在7～8月。
总观区域水文地质情况, 矿区处于区域水文地质单元的径流区内, 头屯河流域的西侧, 区域含水层有侏罗系八道湾组( J1b) 砂岩、 砂砾岩层, 两层均为钙质和泥质胶结, 风化裂隙较发育, 虽然在南部有天山冰雪融水补给, 因沿途有挤压断裂和褶皱阻隔, 使此含水层地下水的补给主要靠大气降水, 故此含水层为弱含水层或透水不含水层。
第三系上新统( N2) 钙质胶结的底砾岩层, 此层在全区分布不连续, 在有分布的地段, 此含水层主要受大气降水补给, 为极弱含水层。
第四系全新统( Q4) 砂砾石层含水层, 由于受天山降雪补给, 总的来说, 此层含水丰富, 同时又因受地形控制及渗流条件影响, 在矿区南部地区又形成透水不含水层。
区域地下水的补给、 径流、 排泄。南山水系及少量直接渗入补给的大气降水, 是区域地下水补给之源泉, 在中高山区降水量充沛, 有利于补给, 而低山丘陵带因气候垂直分带所致, 蒸发强烈, 降水少, 故补给极其微弱, 补给少于蒸发。地下水排泄方式, 均表现为泉点排泄。
二、 矿区水文地质特征
本矿区位于天山北麓低山丘陵地带, 属乌鲁木齐山前坳陷带, 受构造运动强烈影响, 基岩褶皱发育, 并伴随规模不等的断裂及煤层火烧现象。地势南高北低, 受头屯河水系众多支流切割的中、 新生带地层, 形成本区低山丘陵地形。
1、 地下水的补给
头屯河流域本区段两侧, 系侏罗系三工河组地层, 均为细砂岩夹粉砂岩, 泥质胶结致密, 地下水渗透性极差, 在本地区形成不透水的隔水层。由于构造上升运动, 侏罗系西山窑组以上松散岩类, 虽裂隙发育, 但均高于头屯河最高洪水位, 因此地下水的补给主要靠大气降水补给。因本区地形坡度较大, 含水空间不甚发育, 洪水多急速流过, 补给有限, 据气象资料, 本区为大陆性干旱～半干旱气候, 蒸发量大雨同期降水量的9倍, 故大气降水的直接渗入补给十分微弱, 其直接渗入补给仅限于烧变岩含水带, 又因范围有限, 补给亦有限。
2、 地下水的径流特征
基岩系地下水在喀拉扎山南部, 阿克德向斜南翼, 南单斜均表现为自南向北的径流, 因含水空间不甚发育, 补给条件又差, 故径流速度迟缓。
上第三系底砾岩、 第四系砂砾石地下水, 因补给条件甚差, 展布又不连续, 故在本区形不成径流。
3、 地下水的排泄特征
基岩地下水的排泄方式, 主要为现有矿井小窑采掘中的人工抽排。烧变岩含水带地下水为裂隙容积储藏量, 且随采掘时间的延续, 水量呈锐减趋势。第三系底砾岩、 第四系砂砾石, 孔隙地下水主要为蒸发排泄。
4、 含水层及隔水层
( 1) 松散岩类透水不含水层( Tb) : 主要分布在哈萨坟北沟当中, 以冲积砾石、 砂砾石和砂土为主要成分, 厚约0～20m。受大气降水补给, 同时又受地形及渗流条件影响, 在矿区西部形成透水不含水层。
( 2) 侏罗系基岩裂隙含水层
侏罗系西山窑组下段含水层( H～1) : 从下段底部到”豆腐渣”砂岩顶部, 下部岩性为一套灰色、 粉砂岩、 细砂岩, 炭质泥岩, 灰白色中～粗砂岩, 泥质或钙质胶结, 含煤层。该层段厚239m, 由于含水空间不甚发育, 又因补给源只靠微量的大气降水, 故此含水层含水极弱, 在巷道中证实此层仅有极少量的层间水渗出。上部为一套灰白色厚层状粗砂岩～砂砾岩, 胶结松散, 易破碎, 俗称”豆腐渣”砂岩, 层厚35m, 为西山窑组地层主要含水层。
( 3) 侏罗系西山窑组上段隔水层( G～2) : 为一套河流相碎屑沉积～湖相沉积, 层段厚度为213m。岩性为一套灰色砂砾岩、 粗砂岩细砂岩、 粉砂岩、 细砂岩、 中砂岩组成, 泥质或钙质胶结, 胶结致密, 层理发育, 中夹炭质条带及煤线, 地下水渗透极差, 在本区成为不透水的隔水层。
另外, 下伏三工河组( 出露于矿区之外) , 为细砂岩夹粉砂岩, 泥质胶结致密, 地下水渗透极差, 在本区成为不透水的隔水层。
综上所述, 矿区以基岩裂隙含水层为主, 一般含水性较弱, 因此不足为虑, 本矿区水文地质条件为简单类型。
三、 火烧区
虽然矿区火烧区经多年灭火工作, 火烧煤层现已基本熄灭, 但因火烧浅表裂隙发育, 渗透性良好, 时间久可能储存一定数量的地下水。故本次工作对生产井巷火烧区深度及岩层透水性做了进一步了解。同时, 结合前人所进行的磁法探火工作及钻孔验证火区的深度等工作对矿区内火烧区进行了全面的分析研究, 初步查明了火烧区的分布范围、 深度、 燃烧情况等。
火烧区沿煤层走向分布于煤层浅表, 煤层顶底板多为粉砂岩、 细砂岩, 该区呈NE～SW向分布, 沿走向延伸出矿区, 宽约400m, 垂深110m左右。燃烧的煤层以西山窑组下段几层厚煤层为主, 其它煤层也受其影响, 但在火烧区范围内原有三坪煤矿1号井在开采, 此情况表明, 在火烧区浅部局部地段仍有煤层保留。同时, 本次在2号井中发现火烧烘烤边界在垂深110m处, 顶底板岩石比较干燥, 煤层未见燃烧、 热异常等情况, 另外根据井巷涌水量很小来看, 也说明火烧区岩层含水性微弱, 透水性差。
四、 充水因素分析
矿区含煤地层含水极弱, 煤层底部为隔水性较好的厚层隔水层, 故巷道开采掘进中不会有太大的充水情况发生, 但因三坪一号斜井、 共青团立井、 斜井等老窑均已封闭、 停采, 现无法进行调查, 故老窑积水不详。经长时间停闭, 矿井巷道中可能已蓄积了很多水, 同时火烧区也可能有一定积水, 因此在开采到该井下部煤层时要采取措施预防冒顶及穿帮突水情况发生。
五、 涌水量预算
经计算预计矿井涌水量为93.910m3/d, 实际涌水量为0.5m3/d。
六、 供水水源
矿区内无地下水, 矿区供水不易解决, 在矿区东部有头屯河地表水。根据多年流量动态观测, 年平均流量为8.97m3/s, 年径流量2828×105m3, 春季洪水季节水量较大, 携带大量泥沙, 河水混浊, 7～8月有较短暂的洪水, 水质为HCO-—Ca＋型, 距矿区1.5km, 经处理后可供生活和工业用水。
七、 测量
1、 测量放线及测量控制点的保护:
①在开始刷扩之前核定近井点坐标及井口坐标, 必须经过建设单位或监理部门测量核准;
②根据施工图纸, 井筒坐标位置放出基线;
③将近井点及井筒中心线使用混凝进行浇筑, 并设置涂红色漆的钢筋支架予以保护, 防止机械设备碰压测量点;
④所有的测量点定位标记一经核实后, 工程测量人员对其进行定期检查复核, 确保测量点的准确性。
2、 井筒中心和十字中线基点标定。
利用矿区近井点, 按地面一级导线的精度要求实地标定井筒中心和十字中线的坐标方位角, 并独立进行两次, 井筒十字中线的垂直误差不得超过±10″。井筒每侧的基点不少于2个, 而且每侧至少有一个点提升平台上标定十字中线。
3、 施工中腰线。
井筒开始施工时, 采用16#铁丝或Φ1.2mm高强度钢丝下线投点, 铁线和钢丝不得有变曲、 破折和打结, 下放到工作面后悬挂垂球必须符合《规程》规定; 悬挂完垂球后, 必须进行自由悬挂检查, 在井筒施工过程中要定期检查井筒中心点位的准确性, 掘进时也可采用激光指向, 若偏差超过5mm, 应立即纠正。
第三章 支护说明书
一、 井筒支护
井筒全深179m, 其中表土及风化基岩段采用钢筋砼支护, 井壁厚度 ① +0.00m至-1.5mT=600mm; ②-1.5m至-179mT=300mm,砼强度为C30, 环筋采用ø18钢筋, 层间距300mm, 竖筋采用ø18钢筋, 间距300mm,连接筋采用ø12钢筋, 横向连接筋间距300mm, 环向连接筋每600mm一搭接。钢筋竖筋采用挂钩连接, 主筋采用搭接, 搭接长度不得小于钢筋直径的36倍。钢筋保护层: 外层井壁100mm, 内层井壁80mm, 均以环筋中心至井壁边沿为准。
二、 砼配合比
水泥采用P.0.42.5, 砂子选用细度模数大于2.6的中、 粗砂, 含泥量不大于1.0%。石子选用粒径为15~30mm连续级配的石灰岩碎石, 含泥量不大于0.5%。
C30混凝土质量配合比为: 以质资部门配合比通知单进行配( 见配比单) , 砼应分层对称浇筑, 使用插入式风动振动器随浇筑随振捣。
三、 砌壁
井筒0~1.5m表土段及风化基岩段双层钢筋砼支护, 井筒施工30m后, 采用素混凝土支护, 整体下移式金属模板, 段高2.0m, 采用现浇砼, 插入式风动振动器捣固。
井口设一套混凝土集中搅拌系统, 输送管输送砼, 输送管用Φ159×6mm无缝钢管, 下端设缓冲器, 缓冲器下端用竹节溜灰桶流入模板内。
四、 临时支护
1、 井筒刷扩过程中, 采取锚网临时支护, 每循环2m及时进行临时支护, 段高4.0m后补打1.0m临时支护, 确保每次浇筑段高2.0m, 临时支护, 锚杆采用Φ20× mm树脂锚杆, 间排距为1000×1000mm, 网片采用￠6-1000mm× m的钢筋网, 网格100×100mm。
2、 当井壁围岩破碎时全段高进行临时支护, 采取短掘, 每次掘进进尺不大于1.2m,及时进行临时支护。 每米井筒支护材料消耗量( 表3-1、 表3-2)
井壁混凝土用量表 表3-1
起止标高( m)
-1.50～-30.00
-30～-179
锅底
段长( m)
21.800
155.500
0.900
混凝土用量
188.24
1054.67
18.64
JQ-P5防水剂
15.06
84.37
1.49
合计
混凝土( m³)
1261.55
防水剂( t)
100.92

钢筋材料用量表 表3-2
起止标高( m)
钢筋型号( mm)
根数(根)
每根长
( m)
每根重
(Kg/m)
总重
(t)
-1.5～-30
Ø12
972
0.46
0.89
0.40
-6.8--30
Ø18
61
23.2
2.0
2.83
-8～-30
Ø18
73
18.21
2.00
2.66
-6.8--30
Ø18
54
23.2
2.0
2.51
-8～-30
Ø22
73
16.21
2.00
2.37

第四章 施工方法
一、 施工方案
1、 施工方案选择
根据原井筒技术特征和设备配备, 确定采用立井机械化装备、 短段掘砌单行作业的施工方案。采用立井普通法施工, 掘进采用YT—28型风钻打眼, 二级煤矿许用乳化炸药, 瞬发电雷管起爆, MF—100型发爆器爆破。提升绞车选用JT—1.2×1.0型单滚筒45KW矿井提升机, 配1.5m³座钩式吊桶。从矿井底使用装矸机配合矿车排矸。装配式金属模板砌壁。砼搅拌与运输; 安装搅拌站PLC-800, 配料机SJ-500, 流灰管下放打砼。
二、 施工方法
( 一) 井筒工程施工
1、 施工顺序
为满足封口盘和吊盘吊挂的安装需要, 要求在准备期间回风立井井筒破土开挖要与其它准备工作同时进行, 待完成1.5m井筒施工之后, 便可组立井架安装好全部施工设施转入井筒正常施工。表土施工转换为以下几个步骤。
其施工顺序为:
( 1) 施工1.5m临时锁口; 井筒表土锁口施工同时进行井架基础浇筑, 井架组装及服务于设立井架之用的部分稳车基础施工及安装。
( 2) 和已形成的提升系统进行井筒施工, 表土段采用人工进行开挖, 直到表土段施工完为止, 井口锁好后, 在井口外组装吊盘。
( 3) 将组装好的吊盘平移到井筒内, 吊盘吊好后, 利用吊盘安装固定盘和封口盘。井口封口用工字钢和钢板进行。
( 4) ”两盘”形成的同时, 安装各种悬吊设备、 管线及其它凿井设施达到正式施工要求。
三、 表土段施工
表土、 风化基岩段深30米, 风硐底板往上利用机械开挖, 风硐底板往下利用钻爆法掘进, 矸石下落到井底排矸, 钢模板砌壁。
1、 挖掘井筒
风硐底板往上( 包括安全出口、 风硐) 采用挖掘机挖掘, 人工进行修整; 风硐底板往下采用钻爆法掘进。
2、 排矸方式
风硐底板往上利用挖机开挖时, 矸石由挖机挖出堆至井口周围低洼处, 风硐底板往下放炮时矸石下落到井底使用装岩机.矿车运矸石至排矸场。
3、 临时支护
开挖部分结束后, 先对井壁和明槽两帮进行敲帮工作, 处理掉活矸。
①井筒掘进过程中, 采取锚网临时支护, 每循环2m及时进行临时支护, 待段高2.0m后补打1.0m临时支护, 确保每段高3.0m临时支护, 锚杆采用Φ20× mm树脂锚杆, 间排距为1000×1000mm, 网片采用￠6-1000mm× mm的钢筋网, 网格100×100mm。
②当井壁围岩破碎时全段高进行临时支护, 采取短掘, 每次掘进进尺不大于1.2m,及时进行临时支护。
4、 井筒设施的吊挂方式: 风筒、 水管、 风管、 喷浆管及逃生软梯分别用钢丝绳分节吊挂固定在井筒壁上, 井壁固定间距不应大于5m。绳头用地锚固定。
5、 每掘进4.0m处理活矸后及时对井壁进行锚网临时支护。
6、 永久支护:
风井井筒表土段采用钢筋混凝土支护, +0.00至-1.5m厚度600mm, -1.5至179m, 厚度300mm, 混凝土强度C30。
井壁内外层竖筋均为Φ18@300mm, 内外层环筋均为Φ18@300mm, 联系筋为Φ12@300mm。钢筋在地面加工好后, 在井筒内进行绑扎, 一次绑扎4.0m, 扎丝规格为Ø16铅丝。钢筋保护层厚度井壁侧100mm、 外侧80mm。
井筒砌壁采用普通金属模板, 段高4.0m。立模工作由测量人员负责对底板进行找平。模板要架设牢固。
采用砼砌壁, 利用流灰管流入到井筒工作面。放进砼溜槽内进行浇灌。浇注应分层对称进行, 每层厚不超过300mm。采用风动振动棒捣固, 捣固工作应有专人负责, 震动棒插入下层50-100mm, 每次移动距离300-500mm, 振捣至砼表面出浆, 无气泡上浮。在浇灌过程中, 砼浇筑应连续进行, 间歇时间不超过2小时, 如停工8小时以上重新浇灌时, 需将原混凝土表面处理成麻面并浇灌一层水泥砂浆后再开始浇灌。
7、 风硐及安全出口施工
需施工风硐及安全出时为防止冒顶片帮和土层受压坍塌等情况, 必须制定专项措施。
四、 井筒基岩段掘砌施工
( 一) 掘进工作
在立井井筒施工中, 紧跟掘进工作面, 自上而下掘一段浇筑一段, 及时支护和封闭围岩．根据围岩的稳定情况, 采用锚网做临时支护。掘进至规定段高后再自下而上砌筑永久井壁。
采用钻爆凿井法进行全段面掘进施工。
施工工艺: 安全检查→钻孔→装药→爆破→安全检查→出矸→安全检查→钻孔→装药→爆破→安全检查→出矸→脱模立模→浇筑砼。
1、 钻孔
根据风井井筒断面采用4台YT-28型风动凿岩机配以φ22mm的中空六方风钻杆和φ42mm一字形钻头钻孔。
2、 炮眼布置:
炮眼深度1800mm, 角度90°, 眼间距840mm, 连线方式为串联。
3、 爆破材料:
选用煤矿许用二级乳化炸药, 雷管选用瞬发电雷管。
4、 装药结构与起爆技术:
采用正向装药结构, 装药前用吹风管将眼孔内残渣吹净。见基岩段炮眼布置图。
5、 联线方式:
采用串联。
6、 放炮电源:
在地面用MF100发爆器起爆。
7、 爆破说明书
( 1) 、 爆破原始条件
掘进断面
16.6m2
雷管类别
瞬发电雷管
普氏系数
F = < 4
炸药种类
矿用乳化炸药
涌水量
0m3/h
钻眼机具
YT—28型风钻
总装药量
10.4kg
炮眼个数
20个
( 2) 、 炮眼布置图( 附后)
( 3) 、 爆破参数
眼号
炮眼
名称
炮眼深度
炮眼长度
装 药 量
水平
角度
爆破
顺序
联线
方式
装药结构
m
m
单 眼
小计
1-4
辅助眼
1.8
7.2
4卷
800 g
3200g
90
I
串
联
正向连续装药
5-20
周边眼
1.8
28.8
3卷
600 g
9600g
90
II

合计

36

6900 g

( 4) 、 爆破指标
序号
指标名称
单位
数量
1
炮眼深度
mm
1800
2
炮眼利用率
%
83
3
循环进尺
mm
1500
4
每循环实体岩量
m 3
16.95
5
每循环雷管消耗量
发
20
6
每循环炸药消耗量
kg
12.8
7
每米实体岩量
m 3/m
16.6
8
每循环炮眼长度
M
36
9
每米雷管消耗量
发/m
13.3
10
每米炸药消耗量
kg/m
8.5
11
爆破正规循环率
%
83
8、 排矸、 装岩
放炮后矸落到井底, 由井底使用装岩机, 装入矿车运输到地面排矸场。
9、 永久支护
首先严格按井筒中心线检查井筒断面规格, 不符合设计要求时必须先进行处理。
⑴回风井井筒表土段永久支护设计为双层钢筋混凝土支护, 厚度600mm, 混凝土强度C30, 每段均从下向上进行永久支护。
⑵浇混凝土采用金属组合式模板进行, 模板高度2.0m,每次浇灌2.0m。
⑶井口布置混凝土搅拌系统, 砼搅拌好后, 利用专用流灰管下到井筒工作面。
⑷立模、 模板加固后浇灌混凝土, 采用电动振动棒搞固。
⑸第一碹浇筑井壁混凝土非常关键, 必须严格制水平标高及立模尺寸。
⑹由下向上砌筑第二碹井壁时, 模板中下部必须搭设安全网。
表土段钢筋绑扎施工。钢筋布置应严格按设计间排距进行, 竖筋采用挂钩连接, 环筋采用绑扎搭接。竖筋在地面根据段高分段加工好。
环筋根据布置圈径在地面按所需弧度和搭接要求分段加工好, 钢筋绑扎彩2#铅丝, 搭接长度不小于设计要求, 钢筋搭接处应在接头两端和中部用铁丝绑扎牢固, 绑扎接头位置应相互错开, 且同一截面的钢筋接头不得大于钢筋总面积的25%。
井口设一套混凝土集中搅拌系统, 双套搅拌机搅拌砼, 砼输送采用溜灰管, 溜灰管用D159无缝钢管, 下端设缓冲器, 缓冲器下端设竹节管将砼导入三叉分灰器, 分灰器下端接钢丝软管流入模板内。砼要对称入模, 风动震捣器分层鼓震捣实。
10、 井底连接处施工
1、 当井筒施工至马头门顶板10m前必须进行井筒投尺, 以便准确控制开口标主同, 及时调整砌壁标高。
2、 施工相关巷道前必须由测量人员及时投点定向, 保证严格按设计方位标高施工。
3、 根据设计图纸及揭露岩性, 井底连接处采用下行分段掘砌的施工方法随井筒一次浇注完毕。
4、 井筒相关连接处采用锚网喷临时支护, 采用Φ20× mm左旋高强度锚杆, 锚杆间排距: 800×800mm、 网采用Φ6mm金属网、 网格100×100mm; 注意施工时应根据岩层的走向及倾向具体确定锚杆眼的角度, 以达到最佳效果。
五、 井筒防治水
立风井井筒内无水, 井筒施工期间采用壁后注浆。
第五章 凿井设备选型及辅助系统安排
一、 提升系统
采用单套单钩吊桶提升, 提升选用JT-1.2×1.0型提升绞车, 电动机功率45KW,稳车采用WHX-320,共计5台吊挂辅助设备及安全设施。双层安全盘直径3.75m, 主筋梁采用100×5型槽钢, 平面用δ3防滑钢板, 配1.5m³矸石吊桶。天轮直径为1.0m, 提升钢丝绳采用 ø18.5㎜多绳股不旋转钢丝绳, 采用中心回旋的长绳大抓一台进行装矸。采用倾斜自动卸矸, 有卡车接矸外运至排矸场。
二、 供电系统
采用10KV双回路供电。各控制及保护整定按照设备的额定功率进行整定, 继电器要求灵敏可靠, 保证供电的安全性及可靠性, 见( 回风立井供电系统图) 。
三、 用风设备
该阶段井筒施工主要用风设备为YT-28型风钻6台, 备用2台、 PS-5喷浆机1台和风动钢模。
四、 压风机的选择
根据最大耗风量, 选择DLG-75型螺杆式压风机1台, 总供风量10m³/min。 采用D50×3.5mm无缝钢管向工作面供风, 井筒内压风管用一台稳车吊挂升降。
五、 排水系统
根据井筒水文地质资料, 该井筒内无水。当施工过程中出现涌水时, 水流入+1125水平总回风巷, 自流进入水仓。
六、 供水系统
施工用水来自工业场地内200m³水池, 采用潜水泵配合Φ50×3.5mm无缝钢管向工作面供水。
七、 信号、 通讯、 照明系统
( 1) 通讯
由内线电话至井口房及绞车房和吊盘, 满足生产调度联系, 对外采用有线程控电话进行联系并和建设单位的总调度室接通。
( 2) 信号
凿井期间采用KHX-127V型防爆声光信号装置、 用MYVV—10×2.5型号电缆一根作为信号电缆, MY3×2.5+1×1型通讯、 照明电缆一根, 信号显示采用灯、 铃语音方式, 传点时, 灯亮、 铃响, 绞车提升中亮警示红灯, 声光信号装置, 负责吊盘、 井口之间的通讯及提升联络信号。井口、 绞车房之间设直通电话及声光信号装置, 稳车群采用集中控制系统。井上、 下通讯采用防爆磁石电话, 地面至绞车房采用普通电话。井口信号装置与绞车的控制回路相闭锁, 确保提升安全。
( 3) 照明
照明采用矿灯。
八、 砼搅拌及运输系统
在井口设一套混凝土搅拌站( SJ750) 。表土、 风化基岩段井筒砌壁采用砼, 采用流灰管将砼流入到井筒工作面。按照质检部门所给定的配比单进行设定, 自动配比机的相关数据。
九、 通风系统
井筒施工采用局部通风机压入式通风, 即在地面设两台FBD№5.0/2×5.5kw对旋风机, 压入式通风。配用一趟直径Φ400mm胶质阻燃风筒, 压入式通风, 风筒沿井壁用钢丝绳进行固定。工作面20米内应采用伸缩性风筒。风筒固定在井壁上, 风筒接头必须牢固。吊盘下采用反压边。用10#铁丝连接固定, 采用铁丝尾端固定风筒圈或吊环鼻, 防止胶质风筒脱节伤人。
( 一) 风量计算
⑴按瓦斯涌出量计算
Q掘=100qCH4×1.5
=100×1.01×1.5
=152m³/min
式中Q掘----掘进工作面的需风量m³/min
qCH4----掘进工作面的绝对瓦斯涌出量m³/min
K----低瓦斯矿井, K值取1.5
⑵按工作人员数量计算:
Q掘≥4N
≥4×16
≥64m³/min
式中N----掘进工作面的同时工作的最多人数
4----每个人需要的供风量m³/min
Q掘----掘进工作面的需风量m³/min
( 3) 按掘进工作面一次爆破使用的最大炸药量计算:
Q掘=25A, m3/min
=25×6
=150( m3/min)
式中Q掘—掘进工作面所需风量, m3/min
A—一次爆破使用的最大炸药量, 取6㎏
4) 考虑风筒漏风因素, 按掘进工作面局部通风机吸入风量计算:
Q掘=Q吸*Kfx
=150×1.2
=180 m3/min;
式中: Q掘——掘进工作面配风量, m3/min;
Kfx ——防止循环风备用系数, Kfx 取1.2～1.5, 单巷掘进取下限, 双巷掘进取上限
Q吸——局部通风机吸入风量, m3/min; Q吸=Ψ*Q掘=1.05×180=189m3/min
Ψ——风筒漏风系数,
Ψ=
=
=1.05
le——百米漏风率;
L——掘进巷道通风最大长度, m;
考虑到安全因素, 按局部通风机安装在井口大于20米的位置, 取250米。
5) 按最低风速验算:
掘进工作面的最低风量: Q掘=3.15/12.56=0.26≥0.25;
式中S掘——煤巷或半煤岩巷掘进工作面的断面积, m2;
6) 按最高风速验算
Q掘=3.15/12.56=0.26≤4;
式中S掘——掘进工作面的断面积, m2;
7) 局部通风机和风筒的选择
根据计算所得的局部通风机的工作风压和通风机的工作风量, 选用FBDNo5.0/2*5.5型矿用轴流式局部通风机。技术特征如下:
型号
转 速
全风压
pa
风量
m3/min
电机功率 kw
级数
重量
kg
电压
V
FBDNo5.0/2*5.5
2900
80-160
150-240
2*5.5
2
324
660
风筒选用直径50mm风筒, 采用阻燃、 抗静电风筒。
因此选择掘进工作面配备FBDNo5.0/2*5.5型局部扇风机2台, 一台工作一台备用。功率11kw, 风量150～240m3/min, 满足工作面供风的要求。
扇风机工作风压计算
H≈(R入+Ｒ摩+Ｒ接+Ｒ弯+Ｒ出)Ｑ扇×Ｑ　　毫米水柱
　≈１８０毫米水柱
经计算结果所得掘进工作面实际需最大风量为189m3/min, 风压为１８０毫米水柱; 按局扇个体特性选择FBDNo5.0/2*5.5型局部通风机, 经风速验算: 掘进工作面风速满足0.25〈V〈4要求, 故选用FBDNo5.0/2*5.5型局部通风机。
( 二) 、 局部通风机安装地点
1、 局部通风机安装地点
局部通风机安置在地面, 距离井口不小于20m位置, 风筒出风口距工作面距离≯5m。。
2、 根据上述计算, 使用BD№5.0/2×5.5型局扇实际供风量, ( 根据局扇使用说明书提供) 为150-240m³/min能够满足掘进工作用风。
3、 通风线路:
新鲜风由地面风机→井筒工作面。
乏风由工作面→井筒→出风口→地面。
附: 通风系统图
十、 安全梯
为防止突然停电或在井筒发生其它事故中断提升时能及时撤出井下工作人员, 井筒内悬吊一个安全梯, 安全梯采用沿井壁钢丝绳悬吊。吊盘以下设钢丝绳软梯, 梯子间距400mm, 安全梯跟随工作面的延伸进行延伸, 井底工作人员可经过软梯、 安全梯升井。
十一、 避雷系统
在建设单位的可靠的避雷保护的范围内, 井架按标准要求设置避雷系统。避雷系统的安装按相关规定执行。1、 施工变电所设环形接地装置, 其接地电阻≤4欧。
2、 立井井架顶部设独立避雷针, 其接地极应远离井口, 阻值≯10欧。
3、 地面、 井下、 提升绞车、 凿井绞车的接地装置分别设置, 其阻值〈2欧。
4、 主提升绞车房保护接地与绞车的中间接地必须严格分开, 接地极之间的距离不得小于5m。
十二、 安全监控系统
1、 井口安装一套KJ90N-F分站, 距掘头小于5m处的出风口另一侧安设一台GJC40(A)甲烷传感器, 其报警浓度≥1.0％、 断电浓度≥1.5％、 复电浓度＜1％; 井筒距回风口10-15m安设一台GJC40(A)甲烷传感器, 其报警浓度≥1％、 断电浓度≥1.5％、 复电浓度＜1％, 风筒末端10m范围内安装GFT6型矿用风筒风量开关传感器, 断电范围为本掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。
2、 施工单位总经理、 总工程师、 项目部经理、 技术负责人、 机电负责人、 质量负责人、 安全负责人、 各科室长、 通风区队长、 队长、 工程技术人员、 班长、 安全员、 电钳工必须携带便携式甲烷检测仪上岗, 瓦斯员必须携带便携式光学甲烷检测仪和便携式甲烷检测仪(对照用)上岗。
十三、 施工测量
( 1) 测量原则及要求
①配备人员和测量仪器, 在监理工程师监督下完成施工前测量准备及井筒施工的各项测量工作。
②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, 要编写技术总结, 并做好资料整理归档工作。
③为了保证测绘成果的质量, 对测绘仪器和工具应加强管理, 精心使用, 定期检验、 校正和维修。在进行重要测量工作前, 对所使用的仪器和工具亦必须检验和校正。
( 2) 井口十字中心线的测设
①井口中心以矿方提供的中心点为准。若只提供近井点资料和井筒中心设计坐标, 则应先标定井中心方位, 使用全站仪或激光测距仪按地面一级导线精度要求测定。
②十字中心线的测设及十字基桩的埋设按设计要求进行。施工用临时十字中心线, 应满足建井期间的施工需要, 基点类型、 数量、 设置方式可根据现场情况确定。
③井筒中心及十字中心线设定后, 应以5"导线检查测量, 两条十字中心线垂直度允许误差为±10"。
④十字中心线基点作为水准基点使用, 按四等水准测量精度要求, 将矿方提供的已知水准基点高