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第一章 矿井概况
山西煤炭运销集团七一煤业有限公司是经山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组批准的单独保留矿井,井田面积7.9642平方公里,地质储量5196万吨,批准开采9#—15#煤层。目前地质报告已经省煤炭工业厅晋煤规发【2010】837号文件批复;初步设计专家已评审。初步设计井田开拓近期规划采用两斜井、一立井布置,其中主斜井-16度,斜长393米,半圆拱,净宽5米;副斜井-16度,斜长413米,半圆拱,净宽4.2米;立井直径5米,垂深112米。
一、工程名称
七一煤业有限公司回风立井
二、开拓用途
担负矿井总回风任务兼作安全出口
三、 开拓技术参数
δ=90°,φ净=5m,φ毛=6.0m,S净=19.63㎡
内设梯子间,详见井筒特征表及回风立井断面图
回风井井筒特征表
顺序
名 称
单位
回风立井
1
井
口
坐
标
54
坐标
纬距(X)
m
3956921.073
经距(Y)
m
19679435.996
标高(z)
m
871.56
80
坐标
纬距(X)
m
3957003.18
经距(Y)
m
19679470.12
标高(z)
m
+860
2
井口高程
m
+871.56
3
方位角
°
180
4
井筒倾角
°
90°
5
井底高程
m
+802(9#煤)
+759(15#煤)
6
井筒垂深
m
112.56
7
井壁
厚度
基岩风化带段
mm
d=500
基岩段
mm
d=350
8
井筒
宽度
基岩风
化带段
净
m
5.0
掘进
m
6.0
基岩段
净
m
5.0
掘进
m
5.7
9
断面积
净
m2
19.63
掘进/掘进
m2
28.26/25.5
10
支护
材料
基岩风化带段
钢筋混凝土
基岩段
混凝土
11
装 备
梯子间
回风立井断面图
四、支护形式
基岩风化段钢筋砼,基岩段砼。
第二章 地理位置、地质构造、水文地质情况及地温与瓦斯
一、地理位置
本矿井地理坐标为东经112°58′18″~112°59′52″,北纬35°42′29″~35°44′24″。所建设的回风立井坐标x=3956921.073m,y=196795435.996m,井口标高为+871.56m,井底标高9#煤+802m、15#煤+759m。
二、水文地质
井田位于沁水盆地中段东部,属高平—晋城盆地三姑泉域水文地质单元,沁水煤田东南部,太行山块隆西缘,晋获褶断带以东。井田内地形东高西低,近东西向黄土冲沟发育,地貌类型为构造剥蚀山丘陵区。井田水系均为季节性洪水沟谷,无河流。西李门村北蓄水池建在村庄范围内的粘土隔水层上,范围较小,蓄水不大。对井田内地下水基本没有影响。
根据勘查资料,太原组、山西组、下石盒子组富水性弱,奥灰富水性强。据井田水文资料,推测本井田奥灰岩溶水水位标高620~625m,低于15号煤层的最低底板标高(约690m),奥灰水对开采煤层无影响。该矿井原开采9号煤层,实际生产能力为21万t/a,矿井正常涌水量为180m3/d,矿井最大涌水量为420m3/d。当生产能力达到90万t/a时,预计开采9号煤层的矿井正常涌水量为772m3/d,矿井最大涌水量为1800m3/d。15号煤矿井正常涌水量为959 m3/d,丰水年最大矿井涌水量为2340m3/d。详细调查了采(古)空区积水情况,该矿井3号煤层采空区存在有积水,调查积水面积211345m3,估计积水量47271m3。9号煤层采空区存在有积水,调查积水面积125114m3,估计积水量9517m3。综合评价,矿井水文地质类型属中等。
根据地质综合柱状图资料,岩石裂隙较发育,没有大的含水层,预计井筒施工期间预计涌水量小于10立方米∕小时。在施工过程中严格执行防探水有关规定。
三、瓦斯、煤尘、自燃等其它条件
1、 根据原山西高平七一煤业有限公司年产21万吨/年9#煤层,2007、2008、2009年度矿井生产期间9#煤层瓦斯和二氧化碳涌出量鉴定结果,原矿井9#煤为低瓦斯矿井井。具体鉴定结果见下表:
年份
绝对瓦斯涌出量m3/min
相对瓦斯涌出量m3/t
批复等级
2007
0.78
2.2
低
2008
0.85
1.98
低
2009
0.91
2.1
低
2、根据山西省煤炭工业厅晋煤安发[2010]1108号文“关于山西煤炭运销集团七一煤业有限公司矿井9号、15号煤层矿井瓦斯涌出量预测的批复”,预测七一煤业有限公司在生产前期开采9号煤层时,矿井最大相对瓦斯涌出量为2.57m3/t;最大绝对瓦斯涌出量为4.88m3/min;在生产后期开采15号煤层时,矿井最大相对瓦斯涌出量为3.51m3/t;最大绝对瓦斯涌出量为6.64m3/min,预测结论为低瓦斯矿井。
3、据2008年10月13日由山西省煤炭工业局综合测试中心对高平市七一煤业有限公司井下工作面9号煤层爆炸测试结果:煤尘无爆炸危险性。
4、井下工作面9号煤层的自燃倾向性指标为:吸氧量为1.19立方厘米/克,自然等级为Ⅲ类,倾向性质为不易自燃。根据本次施工3-1、5-1号孔对9号、15号煤层样作煤的自燃倾向性试验结果,9号煤层吸氧量为1.16-1.30cm3/g,自燃倾向等级为Ⅰ-Ⅲ类,属容易自燃-不易自燃煤层。15号煤层吸氧量为0.98-1.05cm3/g,自燃倾向等级为Ⅰ-Ⅱ类,属容易自燃-自燃煤层。
第三章 施工前的准备工作及安排
一、施工前的准备
1、工广概况及平整
待建设单位将井口周围场地平整后具备施工所需的场地和面积,根据现场实际情况经甲方同意后进行工业大临和生活大临布置。
2、 供水
供水由建设单位负责提供并在井口选合适地方建10m3水池作为施工和生活用水。
3、 供电
工业广场内由建设单位提供10KV电源,在井口附近建6KV临时变电站。将6KV电压分别供给提升绞车、压风机等高压设备。另安装800KVA/6KV/0.4KV变电器2台,供给各低压用电设备;安装630KVA/ 6KV/690V变压器2台。
4、工广排水及防洪
根据现场实际情况,修筑临时水沟或永久水沟,与工广外的排水沟相通,使井筒内排出的矿井水流出工业广场,流入场外的自然河流。
5、临时设施及设备基础
人员进场后,首先进行土建大临工程和设备基础的施工。工业广场的平面布置应根据平面布置图,尽量不占用永久建筑物位置。如需要占用时,应征得建设单位同意。
6、 通讯
在施工准备期采用移动电话与外界联系,开工后成立调度室,设置专用固定调度电话。和矿方程控总站连接,各部门保持通畅的固定通讯联系。
7、测 量
根据建设单位提供的水准点、坐标点及其坐标资料,我方复测计算核准后使用。
建井期间回风立井井筒测量采用小绞车缠绕的细钢丝和铁坠砣定向,细钢丝作为测量基准(井筒中心)。
8、 地面爆破材料的贮存
井筒采用普通钻爆法施工,爆破材料消耗量较大,为确保正常施工和对爆破材料的管理,地面需建立临时炸药库。经公安部门批准后,在工业广场的某一处,按规定建筑建井期间的地面炸药库。
二、回风立井吊盘安装
回风主井筒临时锁口5m施工完毕。然后将两吊盘下放井底,安装固定盘、封口盘。安装完毕后,将两吊盘用四根钢丝绳吊起,与固定盘、封口盘相应位置对正后用绳套锁在固定盘下(四根悬吊绳不得拆除)。当掘砌至井深25m左右时,在模板上口搭操作架,将两吊盘下放至操作架上进行吊盘安装。
三、 大临工程
大临建筑布置原则
⑴尽量利用永久建筑。
(2)工业大临采用彩钢瓦。
(3)生活大临全部采用彩板房,实行公寓化管理。
详见大临工程建筑一览表
一、工业大临
序号
工程名称
面积(m2)
数量(座)
建筑结构
1
提升绞车房
22.5×10.5
1
钢屋架彩钢瓦
2
压风机房
14.19×6.72
1
钢屋架彩钢瓦
3
变电所
28.8×9.14
2
钢骨架彩钢瓦
4
机修房
3×5
6
钢骨架彩钢瓦
5
材料仓库
6×5
2
钢骨架彩钢瓦
6
砼搅拌站
5×9
3
钢木
7
料厂
400
1
C20砼,厚150mm
8
木工棚
10×5
1
钢木
9
钢筋加工棚
10×5
1
钢木
10
水沟
300mm×200mm
砖混
11
道路
B=6m
碎石垫层=100mm
12
炸药库
6.04×3.74+4.74×3.74
1
砖混
13
信号房
2×2
1
彩板
二、生活大临
序号
工程名称
面积(m2)
数量(间)
建筑结构
1
井口值班室
3×5
7
彩板房
2
办公室
3×5
10
彩板房
3
保健站
3×5
2
彩板房
4
更衣室
3×5
15
彩板房
5
澡堂
20×5
1
砖混
6
食堂
20×5
1
彩板房
7
厕所
13.08×3.1
1
砖混
8
高架水箱
100m3
1
合计
755m2
36
三、设备及设施基础明细表
序号
名称
数量
工程量m3
结构
1
井架基础
4
74
C15砼
2
凿井绞车基础
1
150
C15砼
3
双16t稳车基础
3
20
C15砼
4
双25t稳车基础
1
21.06
C15砼
5
单10t稳车基础
3
20.04
C15砼
6
单16t稳车基础
4
46.08
C15砼
7
安全梯稳车基础
1
3.73
C15砼
8
搅拌站750
灰罐基础
1
26.85
1座80t灰罐
配料机基础
12
150
C15砼
9
水箱基础
1
6
C15砼
10
合计
496.7
四、 其它临时设施明细表
序号
名称
规格
数量
结构
1
临时道路
B=5.5m
m
300mm厚矸石路
2
临时轨道
B=600mm轨距
m
22kg/m钢轨
3
排水沟
350×350mm
m
砖混结构
4
料场
20m×20m
400m2
300mm厚矸石+150mmC15砼
5
井口硬化
20m×20m
400m2
100mmC15砼
6
储水池
10m×10m×2m
200m3
砖混
7
沉淀池
5m×2 m×2m
20×2=40m3
砖混
8
水箱
φ1.5m直径
10m3
钢
第四章 井筒施工方案及施工工艺
一、施工方案
回风立井井筒采用普通凿井法施工。根据井筒地质及水文地质条件,采用短段掘砌混合作业施工方案。其中表土风化段采用人工挖掘,人工配合中心回转抓岩机装矸,掘砌段高控制在1.0~2.5m;基岩段采用普通钻爆法施工,中心回转抓岩机装矸,段高主井控制在3.5m以内;砌壁采用整体下行金属模板,底卸式吊桶下砼进行。在每次掘够一个段高后,即可进行永久支护。该施工方法的工艺流程如下:
凿岩、爆破 出矸、找平 立模、浇注 出矸、清底
与井筒相关硐室锁口和井筒同步施工。
二、临时锁口施工
1、临时锁口段施工
临时锁口采用Mu10机砖、M10砂浆并设拉筋砌筑,拉筋采用Φ6.5m盘园,每500mm高放一层,每层放三根环状拉筋,其壁厚为1000mm。为了改善封口盘主梁的受力状态,在临时锁口外侧每根主梁下各加一座500×500mm受力砖垛;在每根主梁和副梁的受力点部位均浇筑200mm厚的C30砼受力垫,其上部标高(即封口盘上面标高)±0.000 m。
主井临时锁口段按照设计采取全断面开挖方式,挖掘机一次掘够,人工刷扩成型,一次砌筑完成。壁后采用粉煤灰掺水泥或三合土充填密实。
2、 永久锁口
当井筒施工完成后,根据永久锁口设计图纸,进行永久锁口。
3、壁坐施工方法;
井筒施工进入基岩后,在井壁坚硬稳定段施工一号壁坐,另在采区回风巷墙高5m以上井壁岩层坚硬稳定 施工2.3号壁坐,壁坐的位置由施工单位依据井筒岩性具体而定,详见壁坐施工图。
三、基岩段施工方案及施工方法
1、 施工方案
(1)作业方式:短段掘砌混合作业。
(2) 破岩方法:采用全断面钻爆法施工。伞钻凿眼,中深孔光面爆破。
(3)装岩:主井采用中心回转抓岩机。
(4) 提升:主井采用2JK-3.6/13.4型双滚筒提升机配4.0/3.0m3吊桶 提升、出矸。
(5) 排矸:座钩式翻矸,汽车排矸。
(6)井壁砌筑:采用3.5m段高组合金属模板砌壁,配2.0m3底卸式吊桶下灰进行,一掘一砌。
2、施工方法
(1)掘进爆破
1)采用FJD-6.7伞钻凿岩,配6部YGZ70型凿岩机。掏槽眼深度4.0m,其它炮眼3.8m,炮孔直径f55mm。选用煤矿许用高威力T330水胶炸药。采用f45mm、长度为400mm的药卷,6m脚线毫秒延期电磁雷管,段别分别按1、3、5、7、9或2、4、6、8、10隔段使用,放炮采用一趟3×16+1×10橡套电缆,吊盘以下至工作面选用4mm2铜母线电缆。
起爆电源使用380V交流电井上放炮,为保证爆破效果,使用自制炮泥机加工的Φ55×200mm炮泥封口,封满为止。
2)打眼:打眼前按设计要求划出井筒轮廓线,点出炮眼位置,采取定人、定位、定眼、定机分区作业。
3)装药:首先将炮眼内残渣用压风吹净,并检查炮孔深度是否符合设计要求,然后按爆破设计要求装填药卷。装药结构及起爆顺序:掏槽眼采用反向连续装药结构,周边眼和辅助眼采用正向连续装药结构,自掏槽眼向外,逐圈起爆。
联线采用闭合大并联方式,为保证爆破的可靠性,降低爆破网路电阻,四芯电缆并做两芯用。
经检查装药、连线无误后,吊盘等设备提至距工作面40m以上安全高度,并将模板油缸保护好,待人升到地面后再进行放炮。
采用光面、光底、锅底形爆破新技术,工作面形成锅底,具有以下优点:
①在清底阶段用铁锹合抓岩机集碴、出碴,速度比平底工作面提高4-5倍。
②当工作面有少量水时候,能够自动集水,直接用风泵合吊桶排水,大大提高了排水效率,减少了漫水影响。
③容易保证清底质量,风钻在打眼时没有浮渣碎石,岩粉浆能从炮眼内吹出,不卡钻不夹钻,每炮打眼时间能减少40%。
④打眼时自动集水,岩粉浆流到锅底用风泵排入吊桶,减轻了扫眼难度,使水胶炸药顺利地装到眼底,消灭了炸药在传爆过程中因岩粉浆介质的隔离而产生拒爆现象。附爆破图表
风井基岩段爆破原始条件
序 号
名 称
单 位
数 量
备 注
1
井筒直径
m
Φ5.0
2
井筒荒径
m
Φ6.0
3
井筒掘进断面
m2
28.3
4
岩石条件
f
4~6
5
雷 管
四段毫秒延期电雷管
6
炸 药(Ø45)
m/卷、kg/卷
0.4 、0.8
T330型高威力水胶炸药
风井基岩段爆破参数表
炮眼名称
炮眼数量
圈径(m)
眼深(m)
眼距(m)
倾角(度)
装药量
起爆顺序
雷管段别
连线方式
卷/眼
Kg/眼
掏槽眼
7
1.4
4.0
0.628
90
4
3.2
Ⅰ
1
大
并
联
辅助眼一
13
3.0
3.8
0.724
90
3
2.4
Ⅱ
3
辅助眼二
24
4.6
3.8
0.601
90
2
1.6
Ⅲ
5
周边眼
38
6.0
3.8
0.495
90
1.5
1.2
Ⅳ
7
合计
82
137.6
备注
炸药用高威力T330水胶炸药,掏槽眼\辅助眼选用Φ45mm×400mm×800g
预 期 爆 破 效 果 表
序号
名 称
单 位
数量
1
炮眼利用率
%
90
2
每循环进尺
m
2.5
3
每循环爆破实体岩石量
m3
25.50
4
每循环炸药消耗量
Kg
137.6
5
单位原岩炸药消耗量
Kg/ m3
1.42
6
每循环雷管消耗量
个
82
7
单位原岩雷管消耗量
个/ m3
0.85
5、装岩
1)装岩能力
按照预想爆破效果,每次放炮后松散矸石量约为108 m3。根据所选用的HZ-4中心回转抓岩机,其装岩能力为50m3~60 m3/h,其工作能力可满足快速施工需要。
HZ-4中心回转抓岩机的压缩空气工作压力为0.5~0.7MPa.
机架回转角度为: 360°
抓斗容积为: 0.4 m3
2)装岩
为保证抓岩机装岩的连续性,充分发挥其装岩能力,抓岩能力大于提升能力时,井底设座底罐,以减少提升休止时间,充分发挥提升能力。
抓岩机抓岩的顺序为:抓出罐窝—抓取边缘矸石—抓井筒中间矸石。
第一阶段(集中阶段),此阶段要充分发挥抓岩机抓岩能力的提升能力,尽快把堆集在井底的大量爆落矸石装运到地面,此阶段应做如下工作:
①抓岩机司机要集中精力,听从指挥,并与其它辅助工种密切配合。
②抓岩的同时,要指定专人检查井筒质量,处理危岩,注意瞎炮,为下阶段作业创造条件。
第二阶段(清底阶段):由于岩石受炮震破裂,但与原岩还未完全分开,因此抓岩机抓岩能力受到影响。清底工作组织的好坏,不但直接影响到装岩时间,而且直接影响钻爆工作的速度和效果,是凿井作业中必须高度注意的一个重要环节。此阶段应做好如下工作:
①以抓岩机为主,人力配合,加快清底速度。
②集中力量,可配合使用风镐等工具清除井底活矸。
③在清底工作的同时,应做好工序转换前的准备工作。
6、永久支护
永久支护为混凝土,井壁厚度为500mm,混凝土标号为C35和C45,作业方式为一掘一砌混合作业,3.5m高单缝伸缩整体下移金属液压模板砌壁。
1)组立:模板拆下后由信号工与井上联系,使模板恢复到设计尺寸开始组立,将高压阀门打到减压位置,使模板恢复到设计尺寸锁死,将模板找正,稳固牢靠,刃脚用矸石填实,以防漏浆,打开模板上的脚手架,将脚手架铺好,模板即组立完成。
2)砼搅拌:搅拌砼时,按配合比配料。井口搅拌机供料时,应组织好人力、物力准备好拌制砼的材料等。井下开始浇灌时,集中全力保证混凝土连续供应。
3)砼浇灌:
①、在浇灌砼前必须把接茬处用镐将杂物清净,模板刃脚处岩石铺平,防止漏浆。
②、浇灌砼时要垂直入模,下料要均匀,连续分层浇灌,层厚400mm,以便起到二次搅拌的作用和保证模板稳定。
③、要随浇随捣,消灭狗洞、蜂窝、麻面。
④、对接茬施工应严格要求,在浇灌接茬时,边浇边捣固,保证砼饱满,接茬严密。
⑤、拆除脚手架,对模板组件进行必要的清理保养。
⑥、砼震捣要快插慢提,深度适宜,分层振捣,均匀密实。
4)拆模:从井上将风动液压泵站下到井下,接上风管,并给油缸对上高压油管,接头要绝对干净,开动风动液压站,启开高压阀门,使油缸工作带动活塞内收,使模板脱开砌壁。脱模时间不少于6小时。脱模时混凝土强度达到0.7~1.0Mpa。
7、井壁混凝土配制及质量保证措施
混凝土设计标号最高为C45,决定采用42.5R普通硅酸盐水泥,干净中粗河砂,含泥量小于百分之一的1~3cm石灰岩碎石,中性淡水等合格的原材料配制混凝土。采用HZS-750型强制式混凝土搅拌机拌料,每次搅拌时间不少于3分钟。
施工前一个月必须取现场所用各种集配料,送矿区质检站试配,求得实验配合比。
8、与井筒连接的硐室和巷道施工方案
箕斗装载硐室与立井筒施工采取与井筒同步施工的方法:即当井筒掘至硐室上方2M处时停止掘进,将上段井壁砌好,并将井筒十字中心线和标高导至已砌好的井壁上。将硐室分为1~2个分层掘进,分层高度3M左右。将井筒掘至硐室上分层地板位置,然后掘进硐室的拱顶部分。待上分层掘出后,再继续向下掘进将井筒和硐室下分层—起掘出,利用井筒模板和硐室模板将箕斗装载硐室一次完成。
井筒施工到马头门位置时,采用下行分层台阶式掘进方案,两侧各施工锁口5m。采用锚喷或锚网喷临时支护,待井筒掘进至马头门底板位置后,去掉模板刃脚将马头门与井筒同时砌筑。
其它硐室随井筒施工锁口3m。
9、测量施工
1)井口标定
井口标定利用甲方提供的近井点、已知数据,用极坐标法按5″导线测设要求标出井筒中心位置。根据提升方位,测设井筒十字中心线。十字中心线点的埋设按《煤矿测量规程》的要求进行。每半个方向上至少要埋设三个点,且应尽量避开永久建筑物,点间应尽量能够通视。十字中心线垂直程度误差应小于10″。
2)井筒施工期间测量工作
(1)中心线控制
施工井筒前50m时,从地面十字线高点(井筒中心)处下放一根钢丝作为井筒施工中心线。钢线选用1.6—2.Omm炭素弹簧钢丝,自制闸手摇小绞车下放中心线,在施工中测量人员应经常检查中心线,发现移动立即纠正。
(2)标高控制
标高控制利用甲方提供的地面水准基点,用四等水准测量方法和要求导至井筒十字中心线基点上。通过十字基点向井筒内导入标高。
施工过程中,用100m钢尺(应经过比长改正)在井筒适当位置上埋设
标高控制点,直到井筒掘至设计深度,复测井深后埋设永久点标点。
(3)井筒竖直程度检查
在井筒施工中,每5—10m之间沿十字线方向作一次竖直程度检查,并做好记录、绘制成图,发现问题及时处理。
3)立转平施工测量工作
井筒落平后,应进行简易定向工作,指导马头门掘进方向。在具备用三角法联系测量或陀螺仪进行定向时,要及时进行井上下坐标、方向、高程的传递工作,且应独立进行两次,两次测量误差应符合限差规定的要求。控制导线点和高程基点要埋设成永久点,且应成组埋设,注意保护。
四、安全出口施工方案及工艺;
1、技术参数
净宽1.5m,净高2.0m,S净 =2.8m3 L=24m
内设三道双向木风门及台阶,支护形式按设计施工图3-3、4-4、5-5断面支护形式进行施工。
2、技术装备;
1)、组织技术与管理人员认真审阅图纸,组织图纸会审,开工前对技术人员管理人员及施工人员做好技术交底。
2)、组织测量人员做好接点复测工作,按业主提供的导线,水准点进行全面复测校验,进行硐口基桩的布设。
3、施工方法;
1)、因安全出口底点处在地坪标高-5m处,故采取和井筒以一体化浇注方式进行施工。
2)、采取明槽开挖,因开挖深度较浅故采取30°放坡,考虑到井筒侧壁砌砼,人员站立问题,在基础外预留500mm,以便于砼砌筑。
3)、挖掘机械;采用一台1.0 m3挖头反铲挖掘机3辆机动车外运土方。
4)、剥离顺序;挖掘机先剥离上部一层,机械采取倒退式挖掘,机动车在挖掘机的倒退方向位置,挖掘机旋转挖装,完成第一次剥离土层,进行第二段时,挖掘机以同样的退挖方向进入槽中剥离。
5)、土方外运,留足用于回填的土方量,按建设单位指定的地方弃土。
6)、基础坑槽土方回填施工,回填土的施工,必须待剥离段的井筒全部施工完成,并经有关单位对施工完的井筒验收合格后进行。
7)、回填方案;从基坑槽处开始进行施工,采取机械回运土方,分层铺土,人工配合机械夯实。
4、支护方式:支护方式由三中形式组成,见断面图3-3、4-4、5-5 。
1)、3-3段平段均穿出地面,两段长度为5m,周边采用钢筋混凝土支护,支护厚度250mm,底部基础为300mm,用M7.5水泥砂浆砌筑片石,铺底厚度200mm,混凝土施工。
2)、4-4段为和井筒接茬部位,平硐总长度为6m,此段设风门二道,周边采用钢筋混凝土支护,厚度250mm,底部基础300mm,用M7.5水泥砂浆砌筑片石,铺底采用钢筋混凝土施工。
3)、5-5段为台阶段坡度25°两段总长13m,设扶手高度800mm,巷道净宽1.5m,净高1.73m,基高980mm,拱高750mm,基础200mm,用M7.5水泥砂浆砌筑片石,施工铺底厚度200mm,混凝土施工。
5、施工安全措施;
1)、因表土作业,明槽周围应设置防护网,标设禁止标,防止无关人员进入,确保安全。
2)、边坡设置护网及临时支护,防止片帮及碎石土块滚入工作面。
3)、作业平台要求坚固可靠,平台上不允许有杂物存在。
4)、工程竣工后,及时进行最终检验,和试验评定。
五、风硐施工方案及工艺
1、技术参数;
净宽4.0m 毛宽4.8m 净高3.2m 毛高4.0m 基础深度0.5m (附图)
2、技术准备:(参照安全出口)
3、施工方法;
1)、因风硐基部处于地坪面相对标高-15m以下,坡度45°,暗挖施工难度大,安全隐患大,故采用大开挖方式进行施工。
2)、因开挖深度为-15m和井筒一起开挖,为安全考虑,故采用45°放坡,采用一台1.0m3反铲挖掘机3辆机动车外运土方。
3)、剥离顺序
4)、土方外运
5)、基础坑槽土方回填施工
6)、回填方案
4、支护方式;采用钢筋混凝土浇注,厚度400mm,基础深度500mm,混凝土浇注铺底厚度400mm,混凝土浇注,见施工断面图
5、施工安全措施
1)、因表土作业,明槽周围应设置防护网,标设禁止标,防止无关人员进入,确保安全。
2)、边坡设置护网及临时支护,防止片帮及碎石土块滚入工作面。
3)、作业平台要求坚固可靠,平台上不允许有杂物存在。
4)、工程竣工后,及时进行最终检验,和试验评定。
第五章 井筒布置
井筒布置时,在保证安全间隙的情况下,同时尽可能使天轮平台布置方便和井架受力均衡。凿井设备布置应尽量避开永久建筑位置,保证地面运输畅通,详见地面稳绞布置图。
1、凿井辅助系统
1)凿井井架及翻矸设备
使用ⅣG型凿井井架,6m3矸石仓配备座钩式翻矸装置,直接由汽车翻矸或落地后铲车配合自卸汽车装矸,按甲方要求回填工业广场或排至指定地点。
2)封口盘和吊盘
(1)封口盘,采用钢结构,盘面用δ=8mm网纹钢板铺设,各悬吊管线通过口设专用铁盖门,并用胶皮封堵严密。吊桶口设铁围栏,高1.2m。井盖门启闭绞车为JM—1型。
(2)吊盘
采用钢结构两层吊盘,基本直径Φ4.8 m ,盘间距4.0m。上层盘为保护盘,下层盘为工作盘和浇筑砼卸灰盘。
3)提升设备
(1)提升绞车:采用一套单钩提升,立井选用2JK—3.6/14.5双滚筒型绞车。
(2)选用4 m3、3.0m3吊桶各2个。
4)凿井与抓岩设备
(1)凿井设备
基岩段均采用伞钻打眼,选用6臂伞钻。
(2)装岩设备
选用HZ-4型中心回转抓岩机,配JZT10/700专用稳车,电机功率45KW。
抓岩能力50m3/h,工作气压0.5—0.7mPa,压风消耗量20m3/min,抓斗重量2900kg,张闭直径2230/1770mm。
5)混凝土搅拌机及计量系统
在井口20米外设一座混凝土搅拌站,搅拌站由搅拌机和计量系统组成。
搅拌机选用一台双卧轴砼搅拌机,型号HZS-750,出料容积750L,配料上料计量系统为PLD-1600型电子自动化计量装置,其计量误差小于2%,其工艺流程为:砂石用装载机装入储料仓,经储料仓下的小皮带机顺序输入计量斗内计量,散装水泥通过水泥罐下端螺旋输送机,输料到计量斗,计量后的水泥输送到上料斗,卸入搅拌机。袋装水泥人工直接拆包装至上料斗,搅拌好的砼由溜槽溜到2.0m3底卸式吊桶内,然后下到吊盘上的分灰盘上,经两根钢丝铠装胶管对称入模。搅拌站设供水箱,自带供水泵通过计时继电器按设计用水量供给。
第六章 主要辅助生产系统
一、排水
均采用风泵从工作面排至吊盘的水箱内,再由卧泵排水至地面。排水管选用Ø108×4.5钢管,排水泵为MD50-80×10。另外准备两台400QJ100-700潜水泵以备抢排水用。
二、通风
采用压入式通风方式,选用YBF-160/2*22型对旋轴流局扇供作业用风并安装瓦斯电闭锁和风电闭锁装置。
附:风量计算
(1)、按瓦斯和二氧化碳涌出量计算
根据山西省煤炭运销集团七一煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告,晋城市煤炭工业局晋市煤局安字[2009]1065号文,瓦斯等级及二氧化碳涌出量鉴定结果的批复,本矿井2009年底9号煤层瓦斯相对涌出量为2.1 m³/t,绝对涌出量为0.91 m³m/min。二氧化碳相对涌出量为2.72 m³/t,绝对涌出量1.18 m³/min,为低瓦斯矿井。
(1)按瓦斯涌出量计算
Q掘=100Q掘CH4 K掘通=100×0.91×1.2=109.2 m³/min
式中Q掘—掘进工作面实际需要的风量,m³/min
Q掘CH4—掘进工作面的绝对瓦斯,m³/min
K掘通—掘进工作面的瓦斯涌出不均衡系数,一般取
K掘通=1.5-2.0
(2)按工作面最多作业人数计算
Q=4N=4×8=32 m³/min
N—工作面最多作业人数,取N=8人。
(3)按一次爆破炸药量计算
Q=7.8/t×〔A(SL)2×K〕1/3 =375.52 m³/min
t—爆破后通风时间,取10 min
S—井筒净断面,S=25.5㎡
L—炮烟吹出高度,取L=100m
A—工作面一次爆炸药量45.6kg
K—淋水系数,取K=0.3
Q=348.2 m³/min
(4)按井筒最低风速校验
Q=60×0.15S =229.5 m³/min<348.2 m³/min
按Q=348.4 m³/min选取风机,选用YBF-160/2×22型隔爆对旋轴流式局扇.
其主要技术特征:
1、风量:180—550m3/min
2、全压:750—4950Pa
3、效率:≥85%
4、噪声:≤88dB(A)
5、电机功率:2×22kw
6、生产厂家:山西安鑫节能防爆风机制造有限公司
三、压风、供水
空气压缩机选型:Q=aBy∑nkq
式中 Q-总耗风量m3/min,使用风动凿岩机时的总耗风量
a-管网漏风系数,管路全长小于1km时,a=1.1
B-风动机械磨损时耗风量增加的系数,一般为1.1-1.5
y-高原修正系数,海拔每提高100m,系数增加1%
n-同型号风动机具使用台数
k-同型号风动机具同时使用系数,凿岩机同时使用系数
q-风动机具耗风量
Q=1.1+1.15+1.08+5.6=8.85m3/min
根据以上计算结果,选用TLG-22/8螺杆式空气压缩机两台,一台工作一台备用。通过Φ150×4mm钢管,向工作面输送压风,能满足施工要求。
压风系统:空气压缩机房→迎头。
选用一趟Φ57×3.5mm无缝钢管做供水管,法兰连接,从地面供水,与压风管同一台稳车。选用1台2JZ—10/800凿井绞车。
四、信号、通讯、照明
(1)信号、通讯
凿井期间,设独立信号系统,井筒悬吊一趟MVV22-10×2.5电缆作为井上、下信号联系,电缆附在吊盘绳上。
井上、下联系方式为:井口信号房、井底和吊盘在信号电缆上单独设打点器互相传送,同时以声光显示。井底和井口均配DX-1型声光信号通讯装置,可以同时发送信号和进行通话。
井口信号房与绞车房之间设独立的信号,在提升绞车深度指示器上设行程开关,当吊桶提到距井口60m位置时,信号灯在井口信号房显示,通知井口信号工及时把井盖门打开。并在绞车房、井口信号房配备监视电视系统,另设一趟直通电话。
(2)照明
井内设一路照明信号专用3×10+1×6电缆和照明信号专用变压器,具有短路、漏电保护功能,吊盘上方各设2盏防水防爆灯,下层吊盘下设2盏竖井专用投光灯照亮工作面,井口用碘钨灯照明。
五、安全梯
为防止在井筒突然停电或发生其它事故中断提升时,能及时撤出井下工作人员,井筒内悬吊一个立井掘进安全梯,同时可乘25人。
选用JZA-5/1000安全梯稳车一台。
六、安全监控
在吊盘上布置广角探头,由井口信号房监控电视监控井底;在井架翻矸台上布置广角探头,由绞车房司机监控井口。
七、提升设备的选型与计算
1、井架选择
选用ⅣG型井架,天轮平台高度Hj=17.36m,卸载平台高度hx=5.9m,井架重量33.067t,井架底部跨距12m×12m。。
2、提升能力计算
提升吊桶离卸载平台的高度h1=1.5m,吊桶卸载时间Q=90秒,井筒深度hsh=112m,采用4m3吊桶,一套单钩提升。
一次提升循环时间TD的计算
单钩提升:TD=54+8
HyS—井筒有稳绳段的运行高度。
HyS=Hsh+hx+h1-hws
hws—无稳绳段高度 40m
代入上式得Hys=112+5.9+1.5-40=79.4m
TD=54+8×79.41/2+90=215.29秒
则井筒落底时提升能力为每小时28立方。
3、 主提升设备选择:主井选用双滚筒2JKZ-3.6/13.4型绞车
A、主井主提升钢丝绳的选择
(1)、吊桶:4立方吊桶,全高3080mm,桶体外缘最大尺寸发φ1850mm,自重1530kg。
(2)钩头选用11T钩头,重215kg
(3)4m3吊桶―自重(带滑架及钩头、卡子):1530+388+18.5×7=2048kg
满矸后载荷:Km×VT×rg+ Km×(1-1/ks)V×rsh
=0.9×4×1600+0.9(1-0.5)×4×1000
=7560kg
总重:Q0=7560+2048=9608kg
注:Km——吊桶装满系数,一般取0.9
VT——标准吊桶容积,m3
rg——岩石松散容重,取1600kg/ m3
ks——岩石松散系数,一般取1.8-2.0
rsh——水容重,kg/m3
(4)对18×7-φ42-1770特多股不旋转钢丝绳进行验算
钢丝绳参数:PSB=6.88kg/m Qd=96800kg
钢丝绳悬垂高度:H0=HSH+HJ=112+25=137米
使用吊桶容积:4m3
提升4立方吊桶时钢丝绳静拉力为:QJ=Q0+H0×PSB
=9608+137×6.88=10550.56kg
则安全系数m= Qd/QJ =96800/10550.56=9.17>7.5, 满足要求。
因此主提升钢丝绳选用18×7-φ42-1770特多股不旋转钢丝绳
4、 提升机强度验算:2JKZ-3.6/13.4的最大净张力为20000kg,根据计算结果QJ=10550.56kg<20000kg,满足要求。
5、 电机功率估算
P=(Q+Qz+ H0 PSB)Vmb/102ηc
Vmb——提升机的最大提升速度,m/s
ηc——传动效率,一级减速取0.92,二级减速取0.85
P=10550.56×7/102×0.85=615.45kw,Pt>1221kw即可。而2JKZ-3.6/13.4型提升绞车配套电机功率为800×2KW,满足要求
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