精品完整版山西省煤炭王家岭煤矿井筒工程施工组织设计.docx
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精品完整版山西省煤炭王家岭煤矿井筒工程施工组织设计
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王家岭煤矿进风立井井筒
施工组织设计
编审人员
编
制
姓名
职务
专业职称
签名
日期
工程科长
助理工程师
工程副科长
助理工程师
工程副科长
助理工程师
机电副科长
助理工程师
工程副科长
助理工程师
审
查
副总工程师
高级工程师
副总工程师
高级工程师
副总工程师
工程师
安监处长
工程师
副总工程师
工程师
总工程师
高级工程师
前 言
王家岭煤矿是山西煤炭运销集团有限公司拟新建项目之一,井田位于山西省保德县南部,井田北界距保德县城关镇约6Km,行政区划属于山西省忻州市保德县桥头镇和孙家沟乡管辖。
井田位于河东煤田北部,是河保偏矿区的一部分。
井田面积34.4467km2,规划矿井设计生产能力500万吨/年。
一期开拓四个井筒,其中主、副斜井及进风立井在一个工业广场,回风立井在一个广场。
我们认真地研究了王家岭煤矿井筒工程图纸内容,仔细分析了王家岭煤矿矿建工程特征和地质条件,同时结合立井施工的先进经验及先进施工装备和技术力量,本着实事求是的原则编制王家岭矿井井筒工程施工组织设计。
立井设计采用立井机械化配套作业线快速施工法,采用专业工种,固定工序交叉作业,减少辅助时间,缩短循环时间,实现快速施工。
本施工组织设计编制依据:
1、山西煤炭运销集团有限公司王家岭煤矿进风立井井筒及井底连接处平、剖断面图S1793-116-1
2、山西煤炭运销集团有限公司王家岭煤矿井筒工程招标文件及质疑函,王家岭煤矿井筒检查地质报告;
3、《煤矿安全规程》2006版;
4、《煤矿井巷工程质量检验评定标准》(MT5009-94);
5、《矿山井巷工程施工及验收规范》(GBJ213-90)。
1地质、工程概况
1.1地质
一.井筒围岩特征:
王家岭井田位于长条带状的河东煤田北段,基本为一走向SN,向西倾斜的单斜构造。
区内经以往勘探均未发现断层,构造简单。
矿井井筒穿越的地层有太原组,山西组,下石盒子组,上石盒子组,第三系上新统及第四系中,上更新统,各自的工程地质特征分述如下:
(一)石炭系上统太原组(C3t)
有砂岩,粉砂岩,砂质泥岩,泥岩及煤组成。
本组岩石的组合特征是砂岩类与泥岩类相间成层,砂岩多为中厚层-厚层状,胶结致密,裂-隙不发育。
岩石力学测试,单向抗压强度10.7~32.9MPa,属软弱半坚硬岩石。
岩体结构类型有整体结构,块状结构,层状结构。
泥质岩类层数较多,薄层状-中厚层状,水平层理较为发育,泥岩层面之间多充填煤屑和植物叶,茎碎片,性脆易碎,有离层现象。
岩石力学测试,砂质泥岩单向抗压强度9.1~39.2MPa,属软弱-半坚硬岩石,岩体结构多层状~薄层状结构。
(二)二叠系下统山西组(P1s)
岩性为砂岩、砂质泥岩、泥岩及煤,上部为砂质泥岩、粉砂岩夹中细粒砂岩,下部多由中粒、粗粒砂岩组成。
4号煤层底板K3砂岩及顶板K4砂岩分部稳定,构成了4号煤层的老底和老顶。
砂岩厚度一般较大,以后层状为主,泥质胶结。
砂岩单向抗压强度14.5~53.2MPa,属软弱-半坚硬岩石,岩体结构多为块状、层状结构。
泥质岩类水平、微波状层理发育,层面含植物根、茎、叶化石,质软、性脆,水稳性较差,岩体结构以层状结构为主,单向抗压强度3.6~36.3MPa,属软弱~半坚硬岩石。
(三)二叠系下统下石盒子组(P1X)
顶部以泥岩为主,中部为粉砂岩、泥岩与砂岩互层,底部为厚层状含砾粗砂岩。
砂岩厚度大,为厚层、巨厚层状,交错层理较为发育,矿物成份为石英、长石,含云母、岩屑,泥质胶结,局部裂隙发育,单向抗压强度8.1~59.2MPa,属软弱~半坚硬岩石。
本组岩体结构以块状、层状结构居多。
(四)二叠系上统上石盒子组(P2s)
岩性为砂质泥岩、泥岩夹细粒砂岩,厚层状含砾中粗粒砂岩,底部为含砾粗粒长石石英砂岩。
砂岩为巨厚-厚层状,钙质、泥质胶结,单向抗压强度为33.2~96.4MPa,一般为中等坚硬岩石,局部为坚硬岩石,裂隙部发育,岩体结构类型有整体结构,块状结构,层状结构。
泥岩相对较厚,胶结强度为弱~中等,单向抗压强度为0.9-49.6MPa,属软弱—半坚硬岩石,胶易风化,暴露地表十多天即风化为碎块,属较软岩层,岩体结构一般为层状结构。
(五)第三系上新统(N2)
棕红色粘土、亚粘土,内含铁锰质斑点,局部钙质结核较多,干燥十坚硬,湿润具胀缩性。
底部有一层钙质胶结地砾岩,砾石成分主要为石灰岩。
砾径大小不一,最大者直径20cm;小者仅数毫米,俗称“子母石”半胶结状,由于风化作用,在深切的沟谷中常发生崩塌。
(六)第四系中上更新统(Q2+3)
粉土、粉质粘土,结构致密,具微弱湿陷性,地表可见柱状节理,大孔隙压缩性中等~低。
本次井检孔勘探,主斜井1、2、3号检查孔及副立井检查孔,揭露松散层的厚度分别为19.31、4.94、61.80、4.25m,揭露的基岩风化带分别为19.31~40.61m厚21.30m;4.94~21.98m,厚17.04m:
61.80~88.86m,厚27.06m;4.25~59.70m,厚55.45m。
二、煤层顶底板岩石工程特征
(一)4号煤层
本次井筒检查孔施工,主斜井3号检查孔,副斜井检查孔4号煤直接顶板均为砂质泥岩,自然抗压强度为6.9~23.0MPa,抗剪强度为1.73~5.85MPa,抗拉强度为0.51~1.51MPa,均属软弱岩石。
(二)5号煤层
主斜井3号检查孔5号煤直接底板为中粒砂岩,自然抗压强度为17.0~32.9MPa,平均22.3MPa,抗剪强度为1.89~2.42MPa,平均2.24MPa,抗拉强度为0.57~1.88MPa,平均1.08MPa,属软弱~半坚硬岩石。
副斜井检查孔5号煤直接底板为粗粒砂岩,自然抗压强度为24.8~30.8MPa,平均27.2MPa,抗剪强度为3.35~5.26MPa,平均4.02MPa抗拉强度为0.66~1.45MPa,平均0.98MPa,属软弱~半坚硬岩石。
(三)7号煤层
本次副斜井检查孔施工,7号煤直接顶板为砂质泥岩,自然抗压强度为33.5~39.2MPa,平均36.2MPa,抗拉强度为3.09~4.54MPa,平均3.95MPa,抗拉强度为0.75~1.18MPa,平均0.93MPa,属半坚硬岩石。
(四)8号煤层
本次副斜井检查孔施工,8号煤直接底板为粗粒砂岩,自然抗压强度为10.7~14.0MPa,平均12.2MPa,抗剪强度为2.16~2.63MPa,平均2.44MPa,抗拉强度为0.59~0.98MPa,平均为0.78MPa,属软弱岩石。
(五)9号煤层
本次副斜井检查孔施工,9号煤直接顶底板为粗粒砂岩,自然抗压强度为16.1~21.2MPa,平均18.4MPa,抗剪强度为1.33~1.50MPa,平均1.42MPa,抗拉强度为0.61~0.82MPa,平均0.70MPa:
9号煤直接底板为砂质泥岩,自然抗压强度为11.8~17.1MPa,平均14.3MPa,抗剪强度为2.56~3.31MPa,平均2.99MPa,抗拉强度为0.75~1.27MPa,平均0.99MPa,均属软弱岩石。
三、勘探区工程地质条件复杂程度评价
1、区内地形较为复杂,黄土冲沟深切,植被覆盖少,有利与地表自然排水。
2、地层岩性较为单一,岩层呈向西倾斜的单斜构造,倾角平缓,约6度左右。
3、区内未发现断层、陷落柱,地层构造简单。
4、主要可采煤层老顶多属较软~中等坚硬岩石,稳定性较差。
5、井巷围岩相关的地层,掩体结构多为块状、层状结构,岩体结构面不发育,岩体质量较好。
6、本区奥陶系灰岩岩溶发育,富水性不均一,奥会水承压水头高,煤层底板易造成底鼓突水,影响煤层开采及岩体稳定。
综合分析评价,本区属工程地质条件中等矿区。
四、瓦斯
局勘探报告,4号煤层为氮气~沼气带,瓦斯含量4.10mL/g·可燃基,为沼气高含量煤层。
7、9号煤为二氧化碳~氮气带,瓦斯含量<2mL/g·可燃基。
随着煤层埋藏深度的加大,瓦斯含量递减。
下部煤层瓦斯含量低的原因,可能为煤层气生成后,沿裂隙和层间断裂运移4号煤层,加之4号煤层上覆岩层密实性好,气体容易聚集,致使4号煤层中瓦斯含量增高。
下部煤层瓦斯含量虽低,但由于上部煤层瓦斯含量高,所以不可忽视下部煤层的瓦斯变化情况。
本井田若遇地质、水文地质等条件变化,瓦斯灰发生局部富集现象,因此在今后的开采中,应切实加强瓦斯地质工作,确保安全。
五、煤尘
煤的爆炸性鉴定标准采用MT78~标准,其结果的评定方法为:
在5次煤样实验中,只要有一次火焰出现,即为有煤尘爆炸危险性。
若在10次煤样实验中均未出现火焰,该煤样为无煤尘爆炸性。
本区所测试的煤样,均有火焰出现,各煤层火焰长度在150mm~400mm之间,抑制煤尘爆炸最低岩粉量70~80%,存在煤尘爆炸的危险性。
今后在采掘活动中,要及时清理浮煤,并应洒水压尘,以防不测。
本次井筒检查孔勘探,对副立井井筒检查孔中采取的煤样进行了煤尘爆炸性试验,结果各煤层均有爆炸性危险。
1.2工程范围及工程量
进风立井:
垂深304.0m,净径Φ7.0m。
井筒主要技术指标见下表
王家岭煤矿进风井井筒技术特征表表1-1
序号
名称
单位
进风井
1
井口
坐标
X
m
4304650.00
Y
m
19509760.7
Z
m
+974.400
α
0°
2
倾角
度
立井
3
砼砌碹段
净断面
m2
38.48
掘进断面
m2
60.82
4
基岩段
净断面
m2
38.48
掘进断面
m2
50.27
长度
m
5
支护
方式
砼砌碹段
混凝土碹C3
基岩段
混凝土碹C3
6
总工程量
m
304
2、施工方案及施工工艺:
2.1施工方案
进风井井口采用大开挖法施工,基岩段采用立井混合作业法施工。
进风立井井筒施工选用Ⅳ+1.7型凿井井架,考虑二期改绞需要,提升系统选用2JK-3.5/20型提升机,配4.0m3吊桶,表土段及风化基岩段掘进出矸采用CX55B型小型挖掘机配合一台HZ-6型中心回转式抓岩机;砌壁段高2.0m。
基岩段掘进采用FJD-6型伞钻打眼,配YGZ-70型凿岩机,4.2m中深孔光面爆破,采用CX55B型小型挖掘机配合一台HZ-6型中心回转式抓岩机出矸,砌壁采用整体下滑液压金属模板,砌壁段高3.6m。
井筒内设置一台MD46-50×8型卧泵,一趟φ159厚壁溜灰管钢丝绳悬吊,胶质风筒二趟及安全梯、压风管、供水管、排水管、注浆管各一趟,采用井壁固定。
2.2施工工艺
2.2.1临时锁口施工
进风立井井口段6m施工采用大开挖法,进风井井筒安全出口、热风道与该段井筒一并挖出,边挖边进行临时支护,挖掘时采取锚网临时支护,锚杆间排距800*800mm,自下向上浇筑混凝土时,脚手架必须架设牢固,并具防坠措施。
挖够深度后,将挖掘机开上地面。
再自下向上绑扎钢筋,稳模浇筑,安全出口与锁口同时稳模。
锁口上口需预留封口盘梁窝及各管路通过口。
该段井筒设环形防滑壁墩。
在井口段施工时完成地面临时设施、凿井措施工程。
井筒施工井筒30m后,安装两盘,吊挂管线等,为井筒正式开工做好准备。
2.2.2井筒段施工
一、表土段施工
当掘砌至井深30m时,安装凿井吊盘、固定盘、吊挂整体下移金属模板及各管缆。
完成上述系统安装和吊挂后,井筒可开始正式掘砌。
1、采用CX55B挖掘机与HZ-6中心回转抓岩机配合挖土;首先挖掘机靠近井壁,与抓岩机同时挖罐窝,然后在吊桶两侧对吊桶集中装土,抓岩机在罐侧装土,挖掘机边松土边装土辅以人工风铲风镐掘进,掘砌段高为2m。
2、掘进够一段高后,按设计要求进行钢筋绑扎,利用2m段高液压金属模板砌壁,模板刃脚布置钢筋出口。
模板找正调平后,利用溜灰管下料。
二、基岩段施工
1、掘进:
凿岩采用FJD-6型液压伞型钻架配6台YGZ-70型风动凿岩机进行,采用4.5m六棱中空钻杆,φ55mm“十”字型合金钻头,炮眼深度4.0~4.2m,爆破循环进尺3.6m,采用定人、定机、定位、分片、分区的方式进行打眼。
采用中深孔光面爆破,炸药选用T330型高威力水胶炸药,药卷直径采用φ45mm和φ35mm两种;雷管选用6m长脚线毫秒延期电雷管,最后一段延期时间不超过130ms;按光面、光底、弱震、弱冲的要求进行光面爆破。
为防止瞎炮,起爆采用我们研制的大功率直流电源放炮器。
进、回风立井井筒基岩段炮眼布置图见图2-1,2-2,爆破参数表表2-1、表2-2,2-3,2-4。
进风井基岩段爆破参数表2-1
炮眼
名称
炮眼
数目
圈径
(m)
眼深
(m)
眼距(mm)
倾角
(度)
装药量
起爆
顺序
雷管
段别
kg/眼
kg/圈
掏槽眼
7
1.8
4.2
780
90
5.0
35
Ⅰ
串
并
联
辅助眼一
15
3.6
4.0
750
90
4
60
Ⅱ
辅助眼二
23
5.6
4.0
760
90
4
92
Ⅲ
周边眼
35
7.6
4.0
650
88
2.0
70
Ⅳ
合计
80
257
进风井基岩段预期爆破效果表2-2
序号
名称
单位
数量
1
岩石硬度
f
4~6
2
掘进断面
m2
50.27
3
炮眼利用率
%
90
4
每循环进尺
m
3.6
5
每循环爆破实体岩石量
m3
189.3
6
每米井筒炸药消耗量
kg/m
73.7
7
单位原岩炸药消耗量
kg/m3
1.30
8
每米井筒雷管消耗量
个/m
28.3
9
单位原岩雷管消耗量
个/m3
0.5
10
每循环炮眼长度
m
321.4
2、装岩排矸
井筒段施工采用CX55B挖掘机与HZ-6中心回转抓岩机配合装罐,同时用挖掘机配合人工清理。
吊桶单钩提升,翻矸台为座钩式自动翻矸,经溜矸槽溜入落地矸仓,然后由自卸汽车排到业主指定的排矸场地。
3、砌壁
井筒基岩段为单层井壁,选用MJY-3.6/7(8)型单缝式整体移动液压金属模板砌壁。
模板伸缩设有液压装置,下面设有斜面接茬刃脚,上口留有砼浇筑及震捣口,并在上部浇筑口装设翻转挤压式接茬模板。
该模板具有刚度大、不易变形的特点,可以有效地达到井壁接茬平整、密实。
搅拌站设在井口,通过溜灰管下至井下。
吊盘上设分灰器,砼卸至分灰器内,再经由3根8分钢丝铠装耐磨胶管对称入模。
入模砼使用插入式风动震动棒振捣。
砼的配合比施工前应现场取料,送当地有资质的实验部门进行实验并设计塌落度,施工时按实验室提供的砼配比下料,及时调整塌落度。
4、壁座施工
井筒壁座掘进与井筒同时进行,矸石清理完毕,经技术人员验收壁座尺寸满足设计要求后,由下向上与井壁共同浇注。
施工作业方式见循环图表:
图2-3
5、煤层瓦斯探放
当井筒施工接近煤层时,应按照地测部门提供的风立井工作面距煤层的准确位置,在距煤层10m位置开始打钻探放瓦斯。
设置2个探孔排放瓦斯,并测定瓦斯压力(P),查明煤层赋存情况及煤层突出危险性。
探孔距井筒中心1.5m对称布置。
当工作面掘进遇到煤线或接近地质破碎带时,也必须经常检查瓦斯。
瓦斯浓度<1%时方可继续掘进。
如果发现瓦斯大量增加或其它异状时,都必须立即撤人停掘,进行处理。
探放前应编制具体的施工措施或作业规程。
6、防治水措施
根据建设方提供的地质资料,井筒段施工至距含水层10m时,采取先探后掘的施工方法,再对工作面进行工作面预注浆。
工作面预注浆措施另编。
井筒落底后,若井筒涌水量大于6m3/h,进行一次全井筒壁间和壁后注浆,使成井总涌水量符合规程要求。
其他防治水措施:
(1)工作面防治水:
井筒布置时考虑一台MD46-50×8型卧泵(放在吊盘上);
(2)井筒壁后水处理:
截水:
当井壁淋水较大时,利用铁皮截水槽截住井壁淋水,以防井壁淋水进入砼,影响井壁质量;
导水:
当含水层未探出水,而井筒揭露后,个别裂隙涌水或非含水层因为构造出现少量涌水时,采用壁后预埋高压软管将水导出,以防涌水沿壁后进入工作面。
7、施工测量
根据甲方提供的近井点坐标资料标定井筒中心位置,确立井口标高并建立井筒十字基点。
井筒中心线测量方法采用悬挂重锤法,在靠近井中附近的固定盘(封口盘)梁上固定一铁板并精确做出下线孔。
在施工中应定期对井筒中心线的下线孔位,偏差超出3mm即需校正。
中心线采用1.6mm炭素钢丝,手摇绞车下线,配30-50kg重锤来稳线,下放重锤采用ф300mm手摇小绞车。
8、井底连接处施工方案
当井筒施工至井底连接处上方2m左右时,先将上段井壁砌好,进行测量放线,利用井筒的十字基点,将方向和高程导至井筒内适宜位置的井壁上,利用井壁上的测点,准确测定该硐室的位置和方向。
井底车场连接处按设计要求掘进,边掘进边进行锚喷临时支护,最后自下而上,分段与井筒同时立模浇筑砼。
为保证井底车场连接处与井筒永久支护的整体性,硐室采用与井筒同时掘出,同时立模整体浇筑的施工方案。
3凿井辅助系统及设备
3.1.1进风立井提升系统:
凿井井架
选用IVG型凿井井架,封口盘至翻矸平台高度为10.5m,能满足施工需要。
提升设备
主提升设备选用2JK-3.5/20型提升机,配4.0m3坐钩式吊桶,提升设备选型及有关技术参数见表3-1。
凿井提升设备选型及技术参数表3-1
序号
项目
型号或技术参数
备注
1
提升机
2JK-3.5/20
2
最大静张力(kg)
17000
3
最大静张力差(kg)
11500
5
电机功率(kw)
800
6
电机转速r.min-1
580
7
最大提升速度(m/s)
5.3
8
选用钢丝绳(直径)
40
9
提升容器(m3)
4
10
天轮规格(mm)
φ3000
11
钢丝绳终端荷载(kg)
9551
12
钢丝绳破断力总和(kg)
121368
13
钢丝绳安全系数
10.5
提升钢丝绳选择、校核:
(1)钢丝绳的最大悬垂高度
H0=Hsh+Hj=329.87m取330m
Hsh—井筒深度304m
Hj—井口水平至天轮平台高度25.87m
(2)提升物料荷重按4m3吊桶考虑
Q=KmVTBrg+0.9(1-1/ks)VTBαsh=7560kg
Km—吊桶装满系数0.9
VTB—标准吊桶容积m3
rg—岩石松散重量1600kg/m3
ks—岩石松散系数2
αsh—水容重1000kg/m3
(3)提升容器自重(按4m3吊桶、11t钩头考虑)
QZ=1530+196+215+50=1991kg
(4)提升钢丝绳终端荷载
Q0=Q+Qz=9551kg
(5)钢丝绳单位长度重量Ps(kg/m)
Ps=Q0/(110δB/ma-330)=4.21kg/m
式中δB—钢丝绳钢丝的抗拉极限强度177kgf
ma—钢丝绳安全系数取7.5
(6)选择钢丝绳
据PsB≥Ps查表2-1-79选择钢丝绳型号为18×7-40-1770(特)PSb=6.24kg/m
(7)以最大终端载荷验算提升钢丝绳安全系数
m=Qd/(Q0+H0PSB)≥ma
Qd—钢丝绳破断拉力总和121368kgf
m=121368/(9551+330×6.24)=10.5>7.5
经计算主提升绳选用18×7-40-1770(特)钢丝绳符合安全规程规定
(8)最大静张力
Qjmaax=Q0+H0PSB=9551+330×6.24
=11610kg<17000kg符合要求
(9)提升机电机功率验算
4m3吊桶:
P0=(Qz+Q+PSbH)VmB/102η=11610×5.3/(102×0.85)
=710kw<800kw(提升机电机功率)满足使用
提升绞车(2JK-3.5/20)电气调试计算
(1)失压脱扣器整定
a、吸引电压不高于额定电压的85%
即U吸=0.85Ue/Ky=0.85×6000/60=85V
b、释放电压约为额定电压的60%
即U放=0.6Ue/Ky=0.6×6000/60=60V
式中:
Ky----电压互感器变比,6000/100
(2)电流速断
电流速断用做电动机的短路保护。
Iaq=Krel·Kc·λm·I1n/Ki
式中:
Krel----可靠系数,取1.6;
Kc----接线系数,取1;
λm----电动机最大力矩相对值,1.82;
I1n----电动机定子额定电流,86;
Ki----电流互感器变比,为150/5;
Iaq=1.6×1×1.82×86/30=8.35A
(3)过流保护
反时限动作用做电动机的过流保护。
Iaoc=Krel·Kc·I1n/(Ki·Kret)
式中:
Krel----可靠系数,取1.2;
Kret----继电器返回系数,取0.85;
Kc、I1n、Ki同上。
I=1.2×86×1/(0.85×30)=4.05A
(4)加速电流继电器
采用纯时间控制,把电流继电器作为限流元件:
a、吸引电流
iat=1.05λ1·I1n/Ki
=1.05×1.4×86/30=4.21A
式中:
λ1----起动切换力矩上限相对值。
1.4;
b、释放电流
ir=Kret·iat=0.8×4.21=3.37A
式中:
Kret----返回系数,取0.8
(5)过速继电器
GSJ2继电器,作为等速阶段过速保护用,按规程要求过速15%起保护作用,所以整定值为:
Uat=1.15EN=1.15×220=253V
式中:
EN----测速发电机直流输出,V;
(6)时间继电器
继电器
1SJ
2SJ
3SJ
4SJ
5SJ
6SJ
7SJ
8SJ
XHJ
时长
0.75
0.75
1
0.56
0.31
0.17
0.1
0.05
0.5
现场施工时,若电机功率、电流互感器比及电流继电器等设备参数与计算中使用的参数不符时,应及时进行计算调整
液压站整定压力kg/cm2
Ⅰ确定最大力矩确定:
1、最大静张力
Fjc=11610Kg×9.81
=113894N
2、最大静张力矩
Mjmax=Fjc×D/2=113894×1.75=199315N.m
式中:
D-----滚筒直径,3.5m;
3、最大制动力矩
(1)未考虑残压影响所需制力矩:
Mz'max≥3×Mjmax
=3×199315N·m
=597945N·m
(2)考虑残压影响所需制动力矩:
Mz"max≥Mz'max+9.81×2n·Pz·a·Rcp·
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