副立井井筒施工组织设计.doc

.- 霍州煤电集团沁安煤电有限责任公司 中峪矿井副立井井筒工程 施 工 组 织 设 计 中平能化建工集团有限公司 二〇一一年十一月 目 录 第一章 工程概况 2 第一节 设计概况 2 第二节 井筒地质及测量工作 3 第三节 施工准备工作 9 第二章 井筒施工 9 第一节 施工方案选择及井筒揭煤与防治水 9 第二节 施工方法 12 第三节 表土段施工 13 第四节 基岩段施工 15 第五节 通风 23 第三章 凿井辅助系统和设施 25 第一节 简述 第二节 吊挂设施选型计算 第三节 供电 第四章 劳动组织及进度指标 46 第五章 质量保证体系及技术措施 47 第一节 质量保证体系 47 第二节 质量标准及技术措施 50 第六章 安全技术措施 54 第一节 安全保证体系 54 第二节 安全技术措施 56 第七章 文明生产标准 70 第八章 工期保证措施 71 第九章 环境管理 72 附 图 ： 副立井井检孔地质剖面图 副立井井筒剖面图 副立井井壁结构图 副立井总平面布置图 副立井提绞平面布置图 副立井提绞立面布置图 副立井井筒施工平面布置图 副立井施工翻矸台立面布置图 副立井施工吊盘加工图 副立井施工锁口平面布置图 副立井施工二层台平面布置图 副立井施工天轮平台平面布置图 副立井施工天轮平台立面布置图 副立井施工高、低压供电系统图 第一章 工程概况 第一节 设计概况 一、地理和交通位置 中峪矿井位于山西省中南部的沁源、安泽和古县交界处，主体位于沁源县境内，矿区为一不规则的长条形，南北最长16 km，东西宽15km，行政区划隶属沁源县的李元、中峪、柏子、沁河和安泽县唐城、古县北平等乡镇管辖。 工业广场位于矿区中部的中峪——南沟子一带，沿柏子河岸布置，交通运输条件良好。自中峪村至沁源县城建有三级公路，距离约20km，从沁源县向东、向南、向北分别有通达沁县、屯留、平遥的省级公路，自本区向西经柏子、灵空山有地方公路可通霍州市，相距约50 km。沁（源）——沁（县）铁路线已建成通车，在矿区东北方向约30 km处建有交口火车站；沁（源）——沁（县）铁路是煤炭外运专用线，在沁县与太焦铁路接轨，交通运输条件较为便利。 二、井筒设计概况 中峪矿井副立井井筒设计永久锁口标高+1033.500m，井筒中心坐标为X=4037245.000，Y=19609896.000，井底标高+190.000m，井深874.5 m（含井底水窝31m），净直径8.5m。0～81m为表土段及基岩风化带，采用双层钢筋混凝土井壁结构，井壁厚度为750mm，（其中0～9m预留井颈段临时采用红砖支护，壁厚1000mm）； 81m～601m基岩段采用单层钢筋混凝土井壁结构，井壁厚度750mm；601m～874.5m基岩段采用双层钢筋混凝土井壁结构，井壁厚度850mm。井筒休息室3个，标高分别位于标高+862.000m，+634.000m，+418.000m；净断面：20002500mm，混凝土支护，壁厚350mm，深2350mm。暖风道、管子道、安全出口、梁窝、井筒与井底车场连接处见另出图纸。 井筒及相关工程特征 单位 数量 备注 中峪矿井副立井井筒 1 井口 坐标 X m 4037245.000 Y m 19609896.000 Z m +1033.500 永久锁口标高 2 井筒净直径 m 8.5 3 提升方位角 11540′0″ 车场连接处方位角 4 井筒净断面积 m2 56.75 5 表土厚度 m 81 6 设计段长 表土段 m 81 基岩段 m 793.5 7 支护方式 表土段 临时支护用红砖砌筑，厚度1000mm 基岩段 单层钢筋砼、双层钢筋砼,标号C50，1-1,2-2,3-3断面 8 井壁厚度 表土段 mm 1000 临时支护用红砖砌筑 基岩段 mm 750/850 在井筒支护含三个壁座 9 掘进断面 表土段 m2 86.55 10 基岩段 m2 78.54；81.71 1-1、2-2、3-3断面 11 井筒全深 m 874.5 井底水窝31m 12 井筒装备 罐笼及其设施、梯子间、各种管路 13 临时腰泵房 m 施工单位自行设计 14 暖风道、管子道、安全出口、梁窝、井筒与井底车场连接处 m 施工图另发 第二节 井筒地质及测量工作 一、地层 矿区内大面积出露三叠系下统刘家沟组(T1l)地层，西侧和南北两端有部分二叠系石千峰组(P3sh)和上石盒子组(P3s)顶部地层，含煤地层即二叠系山西组(P2x)、石炭系太原组埋藏较深。根据矿区地质报告，各地层由下而上为分述于下： 1、奥陶系（O） （1）上马家沟组（O2s）：地质报告仅揭露该组84.19m，岩性以灰色或浅灰色巨厚层的石灰岩、白云岩为主，夹有泥岩薄层，一般为块状层理，局部具变形层理，并夹有石膏层。 （2）峰峰组（O2f）：平均厚度95.88 m，本组地层以浅灰色巨厚层状的石灰岩为主，夹有中厚层的白云岩和泥质灰岩，局部含角砾，裂隙多被方解石脉充填，此层段含石膏层厚度2.4—10m。 2、石炭系（C） （1）本溪组（C2b）：该组厚度变化在20.90-40.82m之间，平均29.24m，由灰-深灰色厚层状的铝土质泥岩、砂质泥岩、薄层细粒砂岩和1-3层石灰岩组成。本组中夹有0-2层薄煤，均不可采。 （2）太原组（C2t）：该组厚度变化在110.60-138.73m之间，平均122.66m，岩性以深灰-灰黑色的泥岩、砂质泥岩、粉砂岩和石灰岩为主，含煤6-12层。 3、二叠系（P） （1）山西组（C3s）：该组厚度变化在24.34-49.10m之间，平均32.95m， 岩性主要由深灰-灰黑色的泥岩、砂质泥岩、粉砂岩和煤层组成，本组中含有主要可采的2号煤层和基本全区可采的1号煤层，此外还有2-4层不稳定的薄煤层。 （2）下统下石盒子组（P1x）：该组厚度变化在81.70-135.20m之间，平均107.03m，本组岩性由浅灰-灰色薄层砂岩或中厚层细粒砂岩、泥岩、砂质泥岩和铝质泥岩组成， （3）上统上石盒子组(P3s) 该组厚度变化在405.30m~488.30m之间，平均460.77m，岩性主要为紫色、灰绿色巨厚层状的泥岩、铝质泥岩、砂质泥岩和灰白色的中粗粒砂岩，依据岩性结合特征本组可分为三段： 下段：从K10砂岩底-K12砂岩底，厚度介于178.50m～225.10m间，平均厚度200.60m。 中段：厚度介于67.35m～113.30m间，平均厚度92.89m。主要岩性为紫红色或灰绿色巨厚层的泥岩、砂质泥岩与灰白色的中粗粒砂岩互层，底部的K12标志层厚1.45～12.8m，平均5.91m。 上段：在本区西北部的狼尾禾南岸及西南部的蔺河东侧有分布，厚116.00～205.95m，平均167.49m。岩性主要为黄绿色中粗粒砂岩、局部为含砾粗粒砂岩和灰紫、紫红、黄绿、灰绿色的砂质泥岩、泥岩。 （3）上统石千峰组(P3sh) 该层厚度变化在115.25m～166.10m之间，平均146.24m，可分为两段： 下段：分布于西北部的狼尾禾南岸及西南部的蔺河东侧。底界K14砂岩为浅灰绿色巨厚层状的中粒砂岩，厚1.30m～16.15m，平均6.04m。本段厚39.15m～66.10m，平均52.55m，与下伏上石盒子组为整合接触。 上段：底部为紫红色分泥岩夹似层状的淡水灰岩，富含钙质结核，往上渐变为泥岩，并夹暗紫、紫红色的中、细粒砂岩，本段厚58.10m～109.25m，平均86.55m。 4、三叠系（T） （1）下统刘家沟组(T1l) 在矿区范围内大面积出露，厚度在435.10～473.9m之间，平均450.26m，岩性主要有浅红色、紫红色薄-中厚层状细粒砂岩，成分以石英、长石为主，次棱角状，分选较好，胶结物主要为铁质、硅质，局部砂岩中含同生砂岩球，并夹有紫红色的薄层状的粉砂岩。 （2）下统和尚沟组（T1h）：分布于矿区中部和东南部一带，厚度为160-170m，主要岩性为红色、紫红色泥岩、砂质泥岩及粉砂岩，底部为薄层砂质泥岩和细粒砂岩互层，向上过渡为厚层的泥岩夹细粒砂岩。本组与下伏刘家沟组地层整合接触。 井检孔揭露情况资料：（附井检孔地质柱状图） 1、石炭系 太原组：该组深度在824.34~883.15m之间，岩层厚度58.81m，岩性以、砂质泥岩、粉砂岩、细砂岩和石灰岩组成，含煤两层，煤层厚度0.95m。 2、二叠系 （1）山西组：该组深度在777.95~824.34m之间，岩层厚度46.39m，岩性主要由泥岩、砂质泥岩、细砂岩、中粒砂岩组成，含煤三层，煤层厚度分别这0.85m、1.3m和0.30m。 （2）下统下石盒子组：该组深度在656.20~777.95m之间，岩层厚度121.75m，本组岩性由浅灰-灰色薄层砂岩或中厚层细粒砂岩、泥岩、砂质泥岩和铝质泥岩组成， （3）上统上石盒子组：该组深度在193.25~656.20m之间，岩层厚度462.95m，岩性主要为紫色、灰绿色巨厚层状的砂质泥岩和灰白色的中粗粒砂岩。 （4）上统石千峰组：该组深度在55.56~193.25m之间，岩层厚137.69m，岩性主要为厚层状的泥岩、砂质泥岩和细粒砂岩、中粗粒砂岩。 3、三叠系 刘家沟组 ：该组深度在6.4~55.56m之间，岩层厚49.16m，岩性主要为风带和细粒砂岩。 4、第四系 表土层：该组深度在0~6.4m之间，岩层厚6.4m， 二、煤层 井田内含煤地层石炭系中统本溪组、上统太原组、山西组及二叠系下统的下石盒子组。主要含煤段为山西组和太原组，共含煤22层。 1、山西组（C3s）：地层总厚度平均为32.95m，含煤3-6层，煤层总厚度在2.26-6.01m之间，平均4.5m。 （1）1号煤层：煤厚在0-2.3m之间，平均1.11m，煤层结构简单，一般不含夹矸。变异系数50%，厚度较稳定，属全区可采的煤层。 （2）2号煤层：煤厚在0-4.15m之间，平均2.34m，局部含有夹矸。属稳定煤层。 2、太原组（C3t）：地层总厚度平均为122.66m，含煤13层，煤层总厚度在3.01-10.83m之间，平均9.75m。含有9+10煤层及11号煤层。 三、水文地质 1、地下水类型 根据地下水的赋存条件、水理性质和水动力特征，将区内地下水类型划分为碳酸盐岩类岩溶裂隙水，碎屑岩夹碳酸岩盐岩溶裂隙水，碎屑岩裂隙水，松散岩类孔隙水。 2、主要隔水层分别为： ⑴石炭系中统11号煤层底板隔水层。厚度36.25-59.73m，阻隔底板灰岩水对上覆煤层的影响。 ⑵石炭系上统太原组上段隔水层。为2号煤层底板良好的隔水 。 ⑶二叠系、三叠系砂岩层间隔水层。阻了隔了各含水层间的水力联系。 3、主要含水层间的补、径、排条件 第四系松散含水层接受大气降水补给、排泄、径流不明显。 二叠系、三叠系砂岩裂隙水除接受大气降水补给外还接受其它含水层的补给。 太原组、山西组、下石盒子组含水层主要接受上覆含水层的微弱越流补给。 奥陶系中统峰峰组岩溶裂隙不发育。上马家沟组岩溶裂隙水发育，但远离补给区。 四、构造 中峪煤矿位于沁水煤田中段郭道-安泽近南北向褶带西翼，沁安普查区东侧，与区域总体构造形态基本一致。井田总体呈一倾向南东的单斜构造。井田内其它构造很少，几条小断层落差和延伸距离较小。 矿区内没有发现陷落柱，据区域资料本区也不存在岩浆侵入体，总体上评述为构造复杂程度为简单类型。 五、测量工作 1、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3个，并且每侧至少有一个点能直接向提升平台上标定十字中线。 2、井筒中心投点和导入高程。 ⑴投点：井筒开掘小于300m时，采用16#铁丝下线投点，当深度大于300m时，采用1.2mm高强度钢丝投点，铁丝和钢丝不得有弯曲、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，若偏差超过5mm，应立即纠正。 ⑵导入标高：采用长钢尺法导入标高，长钢尺由50m钢尺铆接而成；铆接前每把钢尺均应进行比长，长钢尺下放到位置后，悬挂10kg垂球，并测计温度，结果加入尺长温度，拉力和钢尺自重等四项改正。 导入标高独立进行两次，钢尺错动在1m以上读数，两次读数结果互差不得超过《规程》规定。 第三节 施工准备工作 一、五通一平工作 1、交通：通往中峪矿井工业广场的道路，满足施工要求。 2、供电：由矿方将6000v高压双回路电源引至工业广场，满足井筒施工需要。在工业广场设临时变电所，满足所有高低压用电需求。 3、供水：设水源井，满足施工期间用水需要。 4、通讯：安装一部当地固定电话、配合手机，形成对外通讯网络。 5、排水：在工业广场建沉淀池，施工及生活废水排到甲方指定地点。 6、广场平整：开工前，首先平整工业广场，保证井筒开工前各项设备及大临工程的到位提供方便。 二、工业广场布置及凿井措施工程 根据工业广场现场情况，提升方位角11540′0″，主提升绞车布置在西北侧，副提升绞车位于井筒东南侧，变电所、压风机房、砼搅拌站等布置在井筒西南侧，材料库、办公室等布置在井口东北侧。压风机房、提升绞车房采用钢屋架彩板结构。 三、地面供料系统 在井筒施工期间，其地面供料系统采用集中搅拌砼供料的方法，在井筒合适位置布置砼搅拌站。料场占地面积为300m2，料场场地平整后，地面须进行硬化。 第二章 井筒施工 第一节 施工方案选择及井筒揭煤与防治水 一、施工方案选择 根据井筒技术特征及设备配备，确定采用立井机械化配套装备、短段掘砌混合作业的施工方案。采用SJZ6.9型伞钻打眼，两套单钩提升，主提为2JKZ-3.6/13.23型矿井提升机，副提JKZ－3.23/18.4型矿井提升机，吊桶分别采用5 m3、4 m3座钩式吊桶。井架采用Ⅴ型钢管井架，HZ-6B中心回转抓岩机，砌壁采用金属整体下移式模板，有效段高4m，输送混凝土采用3m3底卸式吊桶。 二、井筒揭煤防突方案 中峪矿井为高瓦斯矿井，根据井检孔地质资料，井筒施工揭露3层煤，煤层厚为1.3m、0.3m、0.95m、0.95m，垂深分别在806.56m、814.33m、840.00m、847.45m。根据《防治煤瓦斯突出规定》，在揭煤前必须采取防突措施，井筒施工揭煤防突方案为： ⑴探煤 根据井检孔地质资料，当井筒掘进至距煤层顶板距离分别为10m时，分二次在工作面打2个穿透煤层全厚并进入煤层底板岩石不小于0.5米的前探取芯钻孔，第一次探1.3m、0.3m煤层，第二次探0.95m、0..95m煤层，并详细记录岩芯资料，准确确定煤层层位。 ⑵测定煤层初始瓦斯压力及瓦斯含量（预测） 在工作面掘进煤层顶板距离分别为10m时，在工作面施工两个测压孔，对煤层进行初始瓦斯压力测定和瓦斯含量测定，测压打钻的同时，取煤样进行化验以收集煤层参数。 煤层瓦斯压力P或瓦斯含量W的临界值判定： P＜0.74 MPa且W＜8 m3/t 无突出危险区 P≥0.74 MPa或W≥8 m3/t 突出危险区 属于突出危险区域，必须采取区域防突措施并且进行区域措施效果检验。经过效果检验仍为突出危险区的，必须继续进行或者补充实施区域防突措施。 ⑶防突措施 当煤层测压超过规定值时，则在工作面施工至距煤层顶板距离为7米时，先在工作面施工钻孔，测定煤层瓦斯排放半径；向前掘进至岩柱剩余5m，施工瓦斯排放孔，钻孔直径取95mm，区域防突措施对井筒揭煤处轮廓线外15米范围内的煤层进行瓦斯排放。 ⑷措施的效果检验 防突措施执行完成后进行措施效果检验，若经检验指标不超，继续向前施工，保留2m短探孔超前距，以保证工作面与煤顶板的垂距不小于1.5m。若经过检验指标超标或检验钻孔有突出预兆时，停止向前施工，必须重新执行防突措施，并经效果检验有效后，方可进行掘进作业。 效果检验采取测定煤层残余瓦斯压力和煤层残余瓦斯含量指标法。当瓦斯压力P＜0.74MPa或瓦斯含量W＜8m3/t时，说明本区域为无突出危险区，否则，即为突出危险区，措施无效。检验期间发生喷孔、顶钻及其他突出预兆时，判定该区域仍属突出危险区，必须增加钻孔数量和延长排放时间，直至效果检验指标不超为止。 对揭煤区域煤层防突措施进行检验时，布置4个检验测试点，采用MK-4型液压钻机施工效检孔，孔径为95mm，分别位于钻孔控制区域的中部和周边，周边检验测试点位于控制区域内距边缘不大于2m的范围。 ⑸揭煤 当掘进到与煤顶板垂距1.5米时，再次对煤层进行工作面防突措施效果检验，检验参数不超方可组织揭煤，揭煤采用全断面一次性爆破。 ⑹其它措施 防突措施效果检验指标合格后，在工作面利用措施钻孔对煤层进行注浆加固，并采取超前支护措施，严防煤层跨落诱发突出，达到效果后方可进行下一步工作。 井筒揭穿煤层时，提前编制专项安全技术措施报批。 三、井筒防治水方案 井筒施工期间整体治水方案为：采用以工作面和壁后注浆为主，以机械排水为辅的治水方案，减少井筒涌水对施工的影响。 根据甲方提供的井筒地质柱状图及有关资料分析，井筒所穿过的主要含水层为三叠系刘家沟砂岩裂隙含水层、二叠系石千峰组砂岩裂隙含水层、二叠系各煤层顶板砂岩裂隙含水层，整个矿井砂岩裂隙含水层正常涌水量约200m3/h。因此，在施工期间必须严格执行“有疑必探，先探后掘”的防治水原则。 为了加快施工进度，确保工程质量，结合我公司的施工经验及技术水平，对涌水量较大的含水层(10m3以上)采用工作面预注浆进行封水。对涌水量不大的含水层(10m3以下)施工后随吊盘下移进行壁后注浆封水。井筒注浆时，提前编制专项安全技术措施报批。 井筒排水方案为：当井筒涌水量小于10m3时, 工作面的水用风泵抽至吊桶内，由吊桶提升排至地面。当涌水量大于10m3时，进行注浆封水。注浆前的排水采用如下方法：预先在井筒内悬臂固定一趟Ф1596排水管，在井筒中布置一台80DGL-757型吊泵，在井深450m之内,吊泵直接将水排至地面;在井深450m之后，在450 m位置设一腰泵房，泵房内设两台D46-5012型水泵，水从工作面用吊泵排至腰泵房，然后从泵房排至地面，形成分段接力排水。 腰泵房规格为：宽高=40003000（4900）mm，半圆拱形断面，深度12.24m。 第二节 施工方法 一、掘进 采用SJZ6.9型6臂伞钻打眼，中深孔光面爆破，电雷管配合导爆管起爆，炸药选用水胶炸药，起爆电源为380V交流电，炮眼深度4.0m，炮眼利用率90.0%，有效进尺3.6m。 二、装岩 采用一套HZ-6B中心回转抓岩机装岩。 三、提升、排矸 提升采用两套单钩系统，主提为2JKZ-3.6/13.23型矿井提升机，副提为JKZ－3.23/18.4型矿井提升机，两台绞车均采用单钩提升，主要提升矸石吊桶，矸石吊桶分别采用5m3、4m3座钩式吊桶。座钩式自动翻矸，井架设双向矸石仓，地面排矸采用汽车将矸石运到甲方指定地点。 四、支护 模板采用MJY-Ф8580 mm型整体下移液压伸缩式金属模板，全高为4.2m，有效段高4m；采用现浇砼，风动振动器捣固，模板采用4台稳车单独悬吊，过不稳定岩层时应先进行临时支护，然后再砌砼，防止片帮。 井口设一套混凝土集中搅拌系统，双套搅拌机搅拌砼，输送混凝土采用3m3底卸式吊桶。 第三节 表土段施工 表土段支护段长63.5m，标高从+1033.500～+952.500m。主要揭露土层为粘土和风化岩。 施工顺序：井筒从标高+1042.5开挖11.6m---由下往上绑扎钢筋1.6m（钢筋上端须留设钢筋接头，其长度不小于40d）----由下往上浇注砼1.6m----由下往上砌砖10.0m----临时锁口---向下正常施工，具体施工方法如下： 一、锁口施工 井筒锁口标高根据工业广场布置取+1033.500m，临时锁口采用红砖砌筑，壁厚1000mm，砌壁高度9.0m，锁口梁直接放在砖砌井壁上，四周空隙部分用红砖砌壁，待井筒施工结束后进行暖风道、永久锁口施工（另见土建施工图）。锁口施工采用机械配人工挖掘。 二、正常表土段施工（9～81m） 1、掘进： 采用人工风镐配合小型挖掘机掘进。⑴开挖按1.6m一段，先挖中间部分，段高符合要求后再刷扩井帮到设计规格。⑵掘进过程中遇大块岩石，用风镐破碎，尽量避免井下放炮崩大块，防止放炮震动诱发片帮现象发生。 先沿井筒中部用风镐下掘，暂预留距井壁不小于1.2m的土层支托上部井壁，中部掘够一段高（1.6m或3.2m）后，再以对角分区式的方法依次刷扩井帮到设计规格。采用Ф208mm钢管穿木鞋顶柱12～16根支撑上部井壁，防止下沉。 2、装岩：前期采用人工配合小型挖掘机装岩，待吊盘安装后采用小型挖掘机配合HZ-6B型中心回转抓岩机装岩。 3、提升、排矸： 采用2JK-3.6/13.23型JKZ－3.23/18.4型矿井提升机配5.0m3、4m3吊桶提升，地面用汽车将矸石排到甲方指定的临时排矸地点。 4、通风： 通风采用245KW对旋风机一级，配Ф1000mm胶质风筒，压入式通风。 5、支护： ⑴临时一次支护： 采用井圈背板一次支护，井圈间距700mm，背板选用［10槽钢。当井帮土体稳定时背板间距500mm，全断面铺设Ф6-150150 mm钢筋焊接网。当井帮有涌水土体不稳定时采用密集背板封闭全断面。井圈间距可以根据土质及侧压情况调整。 ⑵永久支护： 采用双层钢筋砼支护，支护厚度：750mm，砼强度为C50，竖向筋选用Φ25mm螺纹钢筋，环向筋选用Φ25mm螺纹钢筋，联系筋为Ф12mmⅠ级光圆钢筋。竖向筋及环向筋间距均为300m，联系筋间距600mm。内层钢筋保护层均为50mm，内外层钢筋保护层均为70mm。混凝土中应掺入JQ型防水剂，其掺入量应根据使用说明而定，设计暂按40kg/ m3估算。 ① 钢筋搭接每次必须预留与下一段井壁的接茬钢筋。 ② 根据土质、风化基岩的整体性与稳定性，按1.6m或3.2m段高短掘短砌，须采取必要的防井筒下沉措施。根据土体、风化基岩的整体性与稳定性情况均匀打设8～16根Ф208mm钢管穿木鞋顶柱，支撑上部井壁。 ③ 在表土段施工过程中，采取相应措施，以增加井壁的外摩擦力。 ⑶井筒砌壁： 采用金属整体下移模板，支护段高1.6m或3.2m。在地面布置砼搅拌站，采用3m3底卸式吊桶输送混凝土，在模板上搭设工作台，均匀对称流入模板，砼标号为C50。 第四节 基岩段施工 基岩段支护段长793.5m，从+952.5m～+159.0m。掘进荒径为Φ10/10.2m，穿过的岩层以砂质泥岩、泥岩、砂岩为主，施工方案采用立井机械化配套设备，短段掘砌混合作业方式，段高4.8m。 一、掘进 1、钻眼爆破：采用SJZ6.9型6臂伞钻打眼，中深孔光面爆破。正常基岩段采用反向装药结构，电雷管配合导爆管起爆，炸药选用二级水胶炸药。揭穿赋存瓦斯地质构造带或煤层时，采用正向装药结构，毫秒延期电雷管起爆，三级水胶炸药，起爆电源为380V交流电。 2、爆破图表： 岩石硬度系数按f=6～8考虑，炮眼深度4.0m，炮眼利用率按90%计，循环进尺为3.6m。采用一二阶直眼掏槽方式，单位原岩炸药消耗量小于2.3kg/m3控制。选用水胶炸药，规格为Ф45400mm，每卷重0.8kg，以此确定各炮眼装药量。装药结构为连续偶合装药，反向爆破，联线方式为大并联(附爆破图表)。 基岩段爆破原始条件 瓦斯情况 掘进断面 78.54m2/81.71m2 普氏系数 f=6～8 钻眼机具 SJZ6.9型伞钻 炸药类别 矿用水胶炸药 雷管类别 毫秒延期电雷管或 半秒延期导爆管 基岩段爆破参数图表（2-2） 序号 炮眼名称 眼深（m） 圈径 （m） 眼数 （个） 眼距 （mm） 装药量 （kg） 起爆顺序 联线方式 备注 卷 /孔 小计 1～6 一阶掏槽 4.2 1.2 6 600 6 36 Ⅰ 大并联 ⒈f=4～6。 ⒉选用φ45400mm水胶药卷，0.8kg/卷。 ⒊采用反向装药。 ⒋如岩性变化，可适当调整爆破参数。 7～18 二阶掏槽 4.2 2.4 12 602 6 72 Ⅱ 19～56 一圈辅助 4.0 5.6 38 780 5 190 Ⅲ 57～84 二圈辅助 4.0 7.2 28 806 4 112 Ⅳ 85～118 三圈辅助 4.0 8.8 34 812 4 136 Ⅳ 119～170 周边眼 4.1 10.0 52 600 4 208 Ⅴ 合计 688.8 171 754卷603.2kg 预期爆破效果表（2-2） 序号 名 称 单位 数量 备注 1 炮眼深度 m 4.0 2 炮眼利用率 % 90.0 3 循环进尺 m 3.6 4 每循环爆破实体岩石 m3 282.7 5 每循环炸药消耗量 kg 603.2 6 每循环电雷管消耗量 发 17 7 每循环导爆管消耗量 发 170 8 单位原岩炸药消耗量 kg/m3 2.13 9 每米井筒炸药消耗量 kg/m 167.6 10 每循环炮眼长度 m 688.8 11 爆破正规循环率 % 90 12 月爆破循环次数 个/月 29.0 基岩段爆破参数图表（3-3） 序号 炮眼名称 眼深（m） 圈径 （m） 眼数 （个） 眼距 （mm） 装药量 （kg） 起爆顺序 联线方式 备注 卷 /孔 小计 1～6 一阶掏槽 4.2 1.2 6 600 6 36 Ⅰ 大并联 ⒈f=4～6。 ⒉选用φ45400mm水胶药卷，0.8kg/卷。 ⒊采用反向装药。 ⒋如岩性变化，可适当调整爆破参数。 7～18 二阶掏槽 4.2 2.4 12 602 6 72 Ⅱ 19～56 一圈辅助 4.0 5.6 38 780 5 190 Ⅲ 57～84 二圈辅助 4.0 7.2 28 806 4 112 Ⅳ 85～118 三圈辅助 4.0 8.8 34 812 4 136 Ⅳ 119～171 周边眼 4.1 10.0 53 600 4 212 Ⅴ 合计 692.9 171 758卷606.4kg 预期爆破效果表（3-3) 序号 名 称 单位 数量 备注 1 炮眼深度 m 4.0 2 炮眼利用率 % 90.0 3 循环进尺 m 3.6 4 每循环爆破实体岩石 m3 294.2 5 每循环炸药消耗量 kg 606.4 6 每循环电雷管消耗量 发 17 7 每循环导爆管消耗量 发 171 8 单位原岩炸药消耗量 kg/m3 2.06 9 每米井筒炸药消耗量 kg/m 167.6 10 每循环炮眼长度 m 692.9 11 爆破正规循环率 % 90 12 月爆破循环次数 个/月 29.0 过厚层砂岩段或稳定性较差的岩层或煤层时，由施工项目部根据揭露岩石具体情况确定爆破循环进尺，编制专项爆破说明书。 二、装岩 采用HZ-6B中心回转抓岩机装岩，其实际生产能力为：50～60m3/h，可满足提升要求。 三、提升、排矸 提升采用双套单钩系统，主提为2JKZ-3.6/13.23型矿井提升机，副提为JKZ－3.23/18.4型矿井提升机，分别配5m3、4m3，座钩式自动翻矸，井架设双向矸石仓，地面用汽车将矸石运到排矸地点。 四、支护 基岩②-③采用双层钢筋砼支护，壁厚T=750mm，砼强度均为C50。基岩③-④段采用单层钢筋砼支护，井壁厚度T=750mm，砼强度均为C50。④-⑦采用双层钢筋砼支护，壁厚T=850mm，砼强度均为C50。⑦-⑧采用素砼支护，厚度T=850mm。 混凝土制作、浇捣要求：要求采用强度与混凝土等级相匹配的符合国家标准的硅酸盐水泥；采用纯净的粒中河砂，含泥量不得超过3%（按重量计）；采用坚硬的碎石或卵石，需用水冲洗，泥土杂物含量不大于1%（按重量计）；拌制混凝土的水不应含有油脂、糖类等有害杂质，不许使用污水、酸性水。混凝土应做试块作为确定混凝土强度的依据，在入模浇灌后须用机械振捣，使其密实，不得有蜂窝、麻面。 为保证混凝土有较高的强度、抗腐蚀性信防水性能，在砌壁混凝土中应掺入JQ型防水剂，其掺入量应根据使用说明而定，设计暂按40kg/ m3估算。 井筒施工遇易破碎岩层时，可根据具体情况采取加强支护等措施，为保证安全施工，采用锚网喷临时支护。锚网喷支护参数：采用Ф201800mm树脂锚杆，锚杆间距：800800mn，Z2335树脂药卷，3卷/根，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。金属网采用Ф6mm钢筋制作，网孔150150mm。喷浆强度C20。 砌壁采用金属整体下移模板，模板全高4.2m，有效高度4m。接茬采用砼，风动振动器捣固，模板采用4台稳车单独悬吊。 砼在地面布置砼搅拌站制作，输送混凝土采用3m3底卸式吊桶。在模板上搭设工作台，均匀对称流入模板。 五、循环图表 根据井筒施工装备及进度安排，施工每个循环31个小时，循环进尺4.8m，正规循环率按90%计，综合每月平均进尺100m。（附基岩段掘砌循环图表）。 六、腰泵房施工 根据井筒深度及排水设备选型，决定在井筒累深450m位置施工一个临时腰泵房，以满足井筒向下施工排水需要。腰泵房设计方位为主提升提升方位，半圆拱形断面，规格为：宽高深=40003000（4900）12240mm，采用锚网加素砼支护，T=400mm。若实际揭露层位不理想，可适当调整硐室位置或对休息硐室适当配筋。 腰泵房当随井筒一次掘砌施工。当井筒施工接近腰泵房顶板时应调整浇注混凝土段高，以利于腰泵房随井筒一次立模浇注砌壁支护。要求施工单位提前编制专项施工措施。 第五节 通风 该井筒施工期间应做好井筒施工的通风工作，增大工作面风量，缩短放炮的排烟时间，对治理瓦斯、加快井筒施工速度具有重要意义。 一、通风方式 通风系统图 井筒施工采用局部通风机压入式通风，即在地面安设两台245kw对旋风机，井筒内靠帮敷设一趟Ф1000mm胶质风筒，压入式通风。风筒固定在悬壁梁上，风筒接头必须牢固。吊盘下风筒采用反压边，用10＃铁丝连接固定，采用铁丝尾端固定风筒圈或吊环鼻，中间敷设Ф25mm尼龙绳，防止胶质风筒脱节伤人。 二、通风计算 1.按人数计算： Q=4N=420=80.0m3/min 2.按最低风速计算： Q=60VS=600.1556.75=510.75m3/min 3.按稀释、排除炮烟所需风量计算： Q=7.8[A(SL)2]1/3/T=7.8[606.4(56.75100)2]1/3/30=700m3/min 式中：N—掘进工作面同时工作的最多人数； T—掘进巷道的放炮后通风时间，取30min； V—井巷允许最低风速，岩巷取0.15m/s，煤巷取0.25m/ s； A—井筒掘进工作面一次爆破的最大炸药量，kg； L—掘进巷道的通风长度，m。 S—井筒净断面积，m2。S净=56.75m2。 由以上计算工作面最大需风量为700m3/min，选用两台245kw对旋风机，一台正常工作，另一台备用。 245kw对旋风机性能： 风量：500～800m3/min； 全压：1200～6800/Pa。 第三章 凿井辅助系统和设施 第一节 简述 一、提升 井筒凿井期间, 采用主、副两套提升系统。主提升绞车位于井筒西北侧，选用2JKZ－3.6/13.23型矿井提升机。副提升绞车位于井筒东南侧，选用JKZ-3.23/18.4型矿井提升机。两台绞车均采用单钩提升，主要提升矸石吊桶。矸石吊桶分别采用5m3、4m3座钩式吊桶。主提升绞车除提升吊桶外，还提升打眼用的国产SJZ6.9型伞钻，主提升绞车（二次改绞后提升罐笼）。 提升机技术性能及相关的位置、数据： 1、主提升机: （1）型号： 2JKZ－3.6/13.23，卷筒直径3.6m，个数：2个，宽度1.85m，钢丝绳最大静张力：20T，最大静张力差：18T。最大提升高度(以直径43mm钢丝绳计算)：一层：455m 二层：1009m。减速机型号：:ZHLR-170，传动比:13.23，电动机型号：YR800-12 功率: 2800KW 转速:490rpm 钢丝绳速度7.0m/s。 （2）主提升钢丝绳选为：187-Ф43-170-特-不旋转钢丝绳。 （3）提升机安装位置： 该提升机布置在井筒西北侧，绞车滚筒中心线与提升中心线重合，提升中心线向西偏离井筒中心线580 mm，提升机主轴距井筒提升中心的水平距离52m，钢丝绳弦长57.7m，吊桶提升时最大内外偏角均为126′21"。 （4）提升天轮选用Ф3000 mm一套，钩头采用11T钩头，钩头上方设保护伞。 2、副提升机: （1）型号： JKZ－3.23/18.4，卷筒直径3.2m，个数：1个，宽度3m，钢丝绳最大静张力：18T。最大提升高度(以直径43mm钢丝绳计算)：一层：640m 二层：1289m。减速机型号：XL-3，传动比:18.4，电动机型号：YR630-10 功率: 1250KW 转速:591rpm 钢丝绳速度5.38m/s。 （2）副提升钢丝绳选为：187-Ф43-170-特-不旋转钢丝绳。 （3）提升机安装位置： 该提升机布置在井筒东南侧，绞车中心线和井筒中心线重合，提升中心线向西偏离井筒中心线 580mm，提升机主轴距井筒提升中心的水平距离51m,钢丝绳弦长56.7m，吊桶提升时最大内偏角为046′51〞，最大外偏角为058′34〞。 （4）提升天轮选用Ф3000 mm一套，钩头采用11T钩头，钩头上方设保护伞。 3、主、副提升机提升能力如下表： 井深（m） 主提（m3） 副提（m3） 100 69.00 69.00 150 63.24 63.24 200 58.39 58.39 250 54.24 54.24 300 50.63 50.63 350 47.48 47.48 400 43.59 43.59 450 40.28 40.28 500 37.88 37.88 550 34.55 34.55 600 30.49 30.49 700