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1、立丼井筒施工组织设计选题序号： 学 号：姓 名： 班 级：指导老师：前言 新阳煤矿是汾西矿业集团有限责任公司技术改造提升生产能力中的一个井田，位于孝义市城西14km的新阳镇，属吕梁市孝义市行政管辖区设计规模原产原煤120万吨，采用主副风丼三个井筒，综合机械化采煤，矿井为低瓦斯矿井，我在认真领会毕业设计要求及相关资料的基础上，编制了本施工组织设计，现就相关设计肤浅说明。摘要 毕业设计是本科学习阶段一次非常难得的理论与实际相结合的机会，通过这次比较完整煤矿安全设计，我摆脱了单纯的理论知识学习状态，和实际设计的结合锻炼了我的综合运用所学的专业基础知识，解决实际工程问题的能力。新阳煤矿是汾西矿业集团有
2、限责任公司技术改造提升生产能力中的一个井田，位于孝义市城西14km的新阳镇，属吕梁市孝义市行政管辖区。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。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。目 录第一章 矿区概述及井田地质特征 1）地理位置 2）地形、地貌和交通条件 3）本区内的工业和农业 4）供电供水 5）气候条件 6）水文与地震第二章 测量工作第三章 基岩段施工 1）钻眼爆破： 2）爆破图表： 3）爆破安全措施
3、4）装岩 5）提升、排矸第四章 支护第五章 施工准备工作 1）五通一平工作 2）工业广场布置及凿井措施工程 3）地面供料系统第六章 井筒施工 1）施工方案选择 2）井筒揭煤防突方案 3）井筒防治水方案 4）工程基本条件：第七章 文明生产标准 1文明生产要求 2系列化标准第八章 工期保证措施第九章 环境管理 1）环境方针： 2）环境目标； 3）控制措施：第十章结论2第一章 矿区概述及井田地质特征1.地理位置新阳煤矿是汾西矿业集团有限责任公司技术改造提升生产能力中的一个井田，位于孝义市城西14km的新阳镇，属吕梁市孝义市行政管辖区。本井田地理范围为北纬370541371128，东经11135471
4、114218。井田西南与水峪井田毗邻，井田西部与羊寨勘探区为邻，东与白壁关井田(目前已规划为新阳煤矿白壁关区)相邻，北至丈八煤层露头，南到兑镇介西铁路北。南北长约为7.3km，东西宽约6.4km，总面积为32.8km2。2地形、地貌和交通条件本井田处于黄土高原中部的山西省吕梁山东麓，区内地表大部被黄土覆盖，黄土冲沟发育， 基岩仅在井田南部的兑镇河谷地带及矿区中部的新阳河床两岸有零星煤系地层出露，新阳河谷地面标高+800m+880m，丘陵地标高+900m+1100m，相对高差在300m左右。新阳煤矿交通极为便利，南同蒲铁路介(休)西(泉)线沿井田东南边界通过，介西线白壁关站有到矿区的铁路专用线，
5、专用线长5km，介休站到太原站169km。3本区内的工业和农业新阳煤矿高阳区西部及南部数十公里区域内，因煤层埋藏较浅，煤质优良，很久以前当地居民就有小煤窑开采的历史。根据杨家庄村元朝延佑四年（1314年）的碑文记载，当时古窑已经很多，推测在唐宋年间已有小窑进行生产，主要开采2#煤层，个别煤窑如胡家窑煤矿开采9-10-11#煤层。截止2005年年底，新阳煤矿范围内保留采矿权的小煤矿有16座，其中孝义市境内有15座，新阳煤矿周边皆为农村，原生环境良好，仅有农耕活动，农民牲畜圈养，少量放牧。河流、地表水体无污染，除夏季洪水造成水土流失外，其余几乎没有什么环境地质灾害。当地农民以种植业为主，主要农作物
6、有小麦、玉米、高梁、谷子等。区内煤炭资源丰富，工业主要以开办煤矿为主，开采运输业较发达。4供电供水矿井用电采用双回路供电系统，一回引自矿务局自备电厂后庄变电站的内部电网，电压110KV，输电距离4Km；一回引自华北电网兑镇变电站，电压110KV，输电距离2Km，此便利条件对矿井的建设较为有利。新阳煤矿现供水水源为矿工业广场附近的GSJ-C1-6号水源井，即矿区永久水源。取水层位为奥陶系中统马家沟组，能满足矿井工业用水和生活用水之需求，从山西煤田地质研究所提供的水质分析报告来看，其水质符合国家饮用水水质标准。5气候条件本井田气候受季风环流、地理纬度和海拔高度的影响，一年四季分明，是典型的暖温带气
7、候。本区属大陆性气候，春季受冬夏季风气团的交替控制，气候多风干旱，变化明显；夏季受太平洋副热带高压影响，多偏南和东南气流，气候炎热，雨量集中；秋季则因蒙古高压气团的迅速南侵，天高气爽多为晴朗天气；冬季受蒙古冷高压的控制，多偏北和西北的气流影响，气候寒冷少雪。年气温68月份最高一般为26-28，最高可达39，每年12月份最冷，一般为-7-15，最低为-23，冻土深度一般为0.42m0.69m，年降水量5mm左右，雨季集中于78月份，年蒸发量一般为1800mm1900mm，远大于年降水量，故该矿区比较干旱。6 水文与地震新阳区内河流均属黄河流域汾河水系，流向由西往东，平时少水或无水，均属季节性河流
8、。新阳河发源于西部吕梁山，流经井田中部，至善吉村与兑镇河汇合后流入孝河，长34km，出山后河谷宽度为200m5m。二十世纪六十年代该河仍有小股长流水，二十世纪七十到八十年代，由于地方工业及煤炭工业的发展，截流或渗水严重，矿区地段已成为干枯河床。兑镇河发源于西部吕梁山柳子沟，经柳湾矿区，水峪矿区及井田东南部至善吉村流入孝河，该河长33km，河谷宽200m左右。上述河谷均为季节性河流，平均流量很小，主要靠间歇性泉水及矿坑排水补给，雨季山洪暴发，水势凶猛。1958年1960年在下游张家庄附近修建了“八一”水库，库容量约3336.5Mm3。贾家庄村东面河谷有一座小型水库，库容量约89M m3，均为农业
9、灌溉及养鱼业之用。 根据中国地震烈度区划图（1990）划分：本井田属地震烈度区7度区；根据中国地震参数区划图（GB18306-2001），本区所属地震动峰值加速度分划为0.15g。第二章 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。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
10、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。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。第三章 基岩段施工基岩段支护段长793.5m，从+952.5m+159.0m。掘进荒径为10/10.2m，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
11、段掘砌混合作业方式，段高4.8m。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=68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45400mm，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
12、原始条件瓦斯情况掘进断面78.54m2/81.71m2普氏系数f=68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16一阶掏槽4.21.26600636大并联f=46。选用45400mm水胶药卷，0.8kg/卷。采用反向装药。如岩性变化，可适当调整爆破参数。718二阶掏槽4.22.4126026721956一圈辅助4.05.63878051905784二圈辅助4.07.228806411285118三圈辅助4.08.834812
13、4136119170周边眼4.110.0526004208合计688.8171754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m4.02炮眼利用率%90.03循环进尺m3.64每循环爆破实体岩石m3282.75每循环炸药消耗量kg603.26每循环电雷管消耗量发177每循环导爆管消耗量发1708单位原岩炸药消耗量kg/m32.139每米井筒炸药消耗量kg/m167.610每循环炮眼长度m688.811爆破正规循环率%9012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
14、注卷 /孔小计16一阶掏槽4.21.26600636大并联f=46。选用45400mm水胶药卷，0.8kg/卷。采用反向装药。如岩性变化，可适当调整爆破参数。718二阶掏槽4.22.4126026721956一圈辅助4.05.63878051905784二圈辅助4.07.228806411285118三圈辅助4.08.8348124136119171周边眼4.110.0536004212合计692.9171758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m4.02炮眼利用率%90.03循环进尺m3.64每循环爆破实体岩石m3294.25每循环炸药消耗量kg606.
15、46每循环电雷管消耗量发177每循环导爆管消耗量发1718单位原岩炸药消耗量kg/m32.069每米井筒炸药消耗量kg/m167.610每循环炮眼长度m692.911爆破正规循环率%9012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。3、爆破安全措施爆破材料库必须设专人管理，持证上岗，并建立台帐和有关领、销、退等严格的管理制度，做到“帐、卡、物”相符。 雷管使用前，必须经过导通分组，否则不准发出使用，严禁使用不合格的雷管和炸药。退库雷管重新使用前，必须经过导通检查，合格后方可发出。 使用380V电源放
16、炮，井口棚附近放炮母线、电源开关必须设木箱上锁，停送电用 QW-350开关，非放炮时间，变电所关闭放炮专线电，每次放炮时派专人联系送电。 装药采用反向装药结构。 引药和炸药应分别装在专用木箱内，分罐运送到井底，其运行速度不得超过1m/s，除放炮员护送外，其他人员不得乘罐。 向井下运送火药前，须将井下的信号设备打到吊盘上，并通知绞车司机和井下信号。 运送火药的罐不准接触井筒底板，罐底距底板500mm高，装药联线期间严禁罐落地。 放炮母线与金属设备接触的地方，必须用胶管隔离分开，防止杂散和感应电流通过设备传到放炮母线上。 放炮母线线头不使用时，要扭结短路。 在井底用铁丝盘绕的放炮线须缠绕在木桩上，
17、严防接地。 装药时放炮员至少有两人在现场，引药提前做好，脚线末端必须扭结，不准在工作面加工引药。每次装药联线后，必须清点数量，引药数与炮眼数要相符，否则不准放炮，严防多装，漏联或丢失。 每次装药由工长或班长在现场统一指挥，并指派有经验的人员协助放炮员进行，无关人员应全部升井（除信号工）。 为防止瞎炮，在装药联线过程中必须做到： 一手拿脚线，另一手送药和炮泥，不准硬捣以防弄断脚线。 脚线基线联结要紧，严禁漏联。 分片装药，谁装药谁联线，以防漏联。 参加装药人员要熟悉联线方式，以免挂断脚线。 在吊桶附近装药时，禁止将脚线搭接在吊桶上。 装药前，要把抓岩机提到距井底板至少500mm高，装药联线后，装
18、药人员乘坐在吊桶内（最后一罐人），抓岩机和吊桶分别提升，把抓头用保险绳和大抓支臂连结好，防止放炮时将其崩坏。 装好药后，要用粗砂将炮眼填实，然后用水灌实。 吹炮眼时，人员要背向炮眼，以防吹出的小物块击伤。 装药时，先用炮棍疏通炮眼，防止炮眼塌孔或掉进岩块影响装药质量。 起爆网络联线： 待所有炮眼装完后，导爆管每10个为一组收集在一起。 每一组使用2发6#或8#工业电雷管连接引爆，电雷管放置在导爆管脚线中间，用高压胶布、绑扎线或防水胶布缠紧，缠扎范围：整个电雷管长度及左右各30mm，缠绕层数不少于3层。 电雷管与导爆管脚线连接采用反向连接，电雷管尾部距导爆管脚线顶端不小于300mm。 线联好后，
19、放炮员要对其联线情况进行检查，无误后方可升井放炮。否则，继续清点处理，防止漏联现象发生。 装完药人员升井后，风机停止运转，二层台上人员撤到警戒线以外地方，井盖门打开，在井架四周30m外派专人设警戒，待井棚人员撤至警线外后，由工长清点人数无误发出放炮命令，放炮员吹口哨警示，合闸放炮，放完炮后，放炮员把两个开关断开，母线从闸刀上断开扭结成短路。21. 放炮员待扫完盘后，先上吊盘断开放炮电缆和放炮员要把放炮电缆扭结短路，然后到井底检查放炮情况，发现瞎炮，重新联线引爆。22. 炮响后，通风30min以上，第一罐允许4人检查，即班长或工长、安检员、放炮员、信号工。23. 接通电源后发生拒爆时，放炮员必须
20、切断电源，取下放炮母线，并扭结短路，锁上放炮箱等15min后沿放炮母线检查拒爆原因，如因连线不良造成，应重新连线放炮。 24.清底时，要注意瞎炮和残炮，遇到瞎炮和残爆时，必须严格按煤矿安全规程第342条规定，处理拒爆、残爆时，必须在班组长指导下进行。如果当班未能处理完毕，当班爆破工必须在现场向下一班爆破工交接清楚。25.处理拒爆时，必须遵守下列规定： 由于连线不良造成的拒爆，可重新连线起爆。 在距拒爆炮眼0.3m以外另打与拒爆炮眼平行的新炮眼，重新连线起爆。 严禁用镐刨或从炮眼中取出原放置的起爆药卷或从起爆药卷中拉出电雷管。不论有无残余炸药严禁将炮眼残底继续加深；严禁用打眼的方法往外掏药；严禁
21、用压风吹拒爆（残爆）炮眼。 处理拒爆的炮眼爆炸后，爆破工必须详细检查炸落的煤、矸，收集未爆的电雷管。 在拒爆处理完毕以前，严禁在该地点进行与处理拒爆无关的工作。4、装岩采用HZ-6B中心回转抓岩机装岩，其实际生产能力为：5060m3/h，可满足提升要求。5、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JKZ3.23/18.4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。第四章 支护基岩-采用双层钢筋砼支护，壁厚T=750mm，砼强度均为C50。基岩-段采用单层钢筋砼支护，井壁厚度T=750mm，砼强
22、度均为C50。-采用双层钢筋砼支护，壁厚T=850mm，砼强度均为C50。-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/
23、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201800mm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6mm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。第五章 施工准备工作一、五通一平工作1、交通：通往
24、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115400，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
25、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。第六章 井筒施工一、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JKZ3.23/18.4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
26、采用3m3底卸式吊桶。二、井筒揭煤防突方案矿井为高瓦斯矿井，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：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。测定煤层初始瓦斯压力及瓦斯含量（预测）在工作面掘
27、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：P0.74 MPa且W8 m3/t 无突出危险区P0.74 MPa或W8 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。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
28、揭煤处轮廓线外15米范围内的煤层进行瓦斯排放。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P0.74MPa或瓦斯含量W8m3/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。
29、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。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。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
30、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
31、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1596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。四 工程基本条件： 1井筒直径（净）6.5m，井深600m，井壁结构：素混凝土井壁；表土和风化基岩壁厚：B=500mm、基岩壁厚B=40
32、0mm；该矿为低瓦斯矿井，竖井施工期间仅考虑爆破排烟通风；要求：月成井速度为100mM。2井筒地质及水文条件：表土厚度15m，表土为粘土；风化基岩厚度6m,基岩坚固性系数f=46；井筒涌水量：表土层无水，风化基岩10m3h，基岩50 m3h。 2作业方式的选择：该副井井筒直径（净）6.5m，井深600m，地质及水文条件：表土厚度15m，表土为粘土；风化基岩厚度6m,基岩坚固性系数f=46,表土层无水，由此选定该井筒施工作业方式为掘、砌混合作业，井筒掘、砌工序在实践上有部分平行时称为混合作业。混合作业时随着凿井技术的发展而产生。这种作业方式区别于短段单行作业，掘、砌工序顺序进行；而混合作业，是在
33、向模板浇灌混凝土达1m高左右同时，即可装岩出渣。待井壁浇注完成后，作业面上的掘进工作又转为单独进行，依次往复循环。由此可见，立井作业方式是根据掘、砌作业在时间上的关系而划分的。每一大类中，则又可引入段高大小等指标，以作同类技术的区别。 3立井井筒要穿过表土与基岩两个部分，其施工技术由于围岩条件不同各有特点，表土施工方案选择主要考虑工程的安全，而基岩施工主要考虑施工进度。由于表土松软，稳定性较差，经常含水，并直接承受井口结构物的荷载。所以，表土施工比较复杂，往往成为立井施工的关键工程。正确的选择表土施工方案和施工方法，避开雨季施工，预先考虑片帮等突发事故的防范措施，确保立井井筒安全快递地通过表土
34、层，并顺利转入基岩施工具有重要意义。 4立井井筒施工包括掘进、砌壁和安装三大工序。井筒正式掘进之前，先在井口上方设置井架，在井架顶部安装天轮平台，在井架第一平台标高处安设卸矸平台。与此同时，掘进井筒上口一段井筒，安设临时锁口、封口盘、固定盘和吊盘；在井口四周安装凿井提升机、凿井绞车、悬吊凿井用的各种施工设备及管线；建筑凿井用的压风机房、通风机房和混凝土搅拌站等辅助生产车间。待一切准备工作完成后，即可进行井筒的正式掘进工作。表土施工。 5在建井工程中，覆盖于基岩之上的第四纪冲击层和岩石风化带统称为表土层。由于表土层图纸松软，稳定性差、变化大，且一般均有涌水；又因接近地表，直接承受井口构筑物的荷载
35、，因此，施工比较复杂，欲要安全、快速地通过表土层，最重要的是根据图层性质，正确地选择表土施工方法，以及确定相应的施工设备和设施。表土是以土为骨架（主要是矿物和一些有机体），和水、空气组成的三相体，由于各煤田的地质、水文条件不同，土的结构性质（矿物成分和颗粒大小）、含水量、水压和渗透性，以及图层厚度和赋存关系等各项性能指标变化很大，反映在工程上的稳定性及施工时的难易程度差别也大。其中对图层稳定性起决定作用的是图纸结构性质和含水情况，而水对土的稳定性影响是很大的，如井内涌水处理不当，不但影响施工速度和质量，往往造成井筒片帮、壁后空洞、地面塌陷，以致直接关系到施工的成败。 （1）锁口砌筑。在井筒进入
36、正常施工之前，不论采用哪一种施工方法，都应先砌筑锁口，用以固定井筒位置、铺设井盖、封严井口和吊挂临时支架或井壁。锁口砌筑选用混凝土结构，混凝土结构适用于稳定表土或第一段永久井壁砌筑后，临时支护井颈上部。这种结构整体性好，承载力强，但是浇灌复杂，拆除困难，占用井口时间长，砌体荷载重，一般不采用。 （2）临时锁口设计及施工要求：锁口结构要牢固，整体性要好；锁口梁一般要布置在同一水平面上，各梁受力要均匀；锁口梁的布置应尽量为测量井筒时下放中边线创造方便条件；锁口梁下采用方木铺垫时垫木一般不少于3层，而且要铺设平稳，垫木铺设面积应与表面抗压强度相适应；锁口结构应有较强的承载能力，锁口梁支撑点应与井口有
37、一定距离；临时锁口标高尽量与永久锁口标高一致，或者高于原地表；尽量利用永久锁口或者永久锁口的一部分代替临时井壁以减少临时锁口施工和拆除的工程量；为阻止井口边缘松口坍塌和防止雨水流入井内，除调整地面标高外还可砌筑环形挡土墙及排水沟；矸石溜槽下端地面应有防止地面水流入井筒的措施。 （3）表土施工采用吊挂井壁施工法。准备工作：吊挂井壁施工，在最后一节井壁下部预留15个生根钩子，以便架设导向圈。掘进：首先架设导向圈而后依次打入板桩，板桩入土0.5-0.8即可开始挖土，并继续架圈和打板桩，若井帮压力大可根据实际情况架设中间导向圈及副导向圈进行加固，板桩入土角度一般为70。由于板桩围成的空间是截头锥形，所
38、以采用的板桩应是梯形和矩形板桩交替打入才能达到密闭的效果。砌壁：采用吊挂井壁法施工，板桩和导向圈一般不再拆除。利用标准凿井井架和凿井专用设备的提升方法。当精确地用“十字标桩法”定出井筒中心后，按设计井筒规格下挖13m，井自下而上砌筑锁口圈至设计的井口标高，随即架设临时锁口框，树立凿井井架，布置凿井设备。如砌筑敬酒锁口，则应留出井口各设备基础和通道孔口，各孔口向里砌筑23m的永久支护，洞口暂用砖石砌筑，防止垮塌。当下掘垂深达40m左右时，安设吊盘，悬吊稳绳，即可进入正常砌筑施工。这种方式，所选用的提升设备与基岩施工相同，如有时处于提升机尚未安装的情况下，为及早开工，也可用凿井井架配以凿井提升机和
39、小吊桶临时先行施工。此方案由于井架施加于井口的荷载较大，故要求土质较坚实稳定，土的容许承载能力应大于0.25MPa，涌水量小于10 m3h。这种提升方法的提升悬吊能力大、安全，有利于快速施工。虽然开始安装所需的时间较长，但它可以直接用于基岩施工，整个井筒施工期间不用再更换提升设备，总的安装拆卸时间较短。 6破碎岩层和基岩施工。对于基岩坚固性系数f=46的岩层采用钻眼爆破方法， 钻眼爆破工作是井筒掘进循环的主要工序，它的工作效果直接影响着其他工序及整个掘进速度，其工时约占30%-40%左右。为提高爆破效果，应根据岩层的具体条件，正确选择钻眼设备和爆破器材，合理确定爆破参数。及采用先进的操作技术。
40、在整个钻眼爆破工作，钻眼所占用的工时最长，加快钻眼速度，加大眼深，提高钻眼质量，以及提高钻眼的机械化程度使其主要的发展方向。 根据该井筒的岩层情况，选择伞形钻架，它是由钻架和重型高频凿岩机组成的风液联动导轨式凿岩机具。钻架由中央立柱，支撑臂，动臂，推进器，操纵阀。液压和风动系统组成。打眼前用提升机从地面垂直吊放工作面中心的钻座上，并用钢丝绳悬挂在掉盘上的气动机上，然后接上风、水管，开动油泵马达，操纵调高器，操纵伞钻，支撑臂靠升降油缸由垂直位置提升到水平向上成100-150位置时，再由支撑油缸驱动支撑臂将伞钻撑紧于井壁上，即开始打眼。打眼结束后，先收拢动臂，再收回支撑臂和调高器油缸，使悬吊钢丝绳
41、受力最后收拢支撑臂，关闭总风、水阀，拆下风水管路，捆牢后将伞钻提升地面。 爆破工作，采用的伞钻钻眼，根据实践经验炮眼深度确定为4m,为满足爆破后井筒断面的轮廓规整，炮眼直径为43mm，同时适当增加周边眼的数目。炸药消耗量，炸药的选取主要是根据岩石的坚固系数，涌水量、瓦斯和眼深等因素来确定。根据岩层情况，和适应深孔，提高爆破效果。可选用新品种炸药。高威力粉状铵梯黑炸药，药经为35mm.可用蜡纸封闭，外加乳化防水套成串装入4m的深孔中爆破效果可达80%以上。单位炸药消耗量，它是决定爆破效果的重要参数，装药过少，爆破后岩石块度大，井筒成型差，炮眼利用率低，炸药过大，既浪费炸药，并有可能崩坏设备。破坏
42、围岩稳定性，造成大量超挖。炮眼布置一般采用同心圆布置，同时具有掏槽眼和周边眼，崩落眼。装药结构采用的是反向装药和连续装药。周边眼采用间隔装药。对于深孔或光面爆破常采用电雷管和导爆索起爆，立井爆破都是采用的由里向外，逐圈分次起爆，间隔时间一般为30ms，分四圈爆破，电爆网络采用的是并联，及采用闭合方向并联，同时进行爆破安全检查。 7装岩及排矸：装岩是立井井筒掘进循环中的最重要的一项工作，它消耗工时最长，通常要占掘进循环时间的50%左右，抓岩机的选择为中心回转抓岩机，它是一种新型大斗容立井抓岩机，直接固定在凿井掉盘上，以压气为动力，机组由一名司机操作，全机由抓斗，提升机构，回转机构，变幅机构，固定
43、装置和机架等部件组成。提高抓岩机的工时利用率，提高抓斗抓满系数，装桶准确，缩短一次抓取循环时间，加深炮眼，减少机械故障等是提高装岩生产率的关键。 提高装岩生产率可采取以下几项措施： 严格执行设备检修保养制度提高技术水平，减少机械故障，提高抓岩机的工时利用率。 抓岩司机要经过严格的技术培训，操作技术要熟练。选择合理的爆破参数，改进爆破技术，改善岩石的破碎程度，增加一次爆破岩石量，对于提高装岩生产率有密切的关系提高提升能力，加大吊桶的容积，减少吊桶的提升休止时间，充分发挥抓岩机的生产能力。为了提高抓岩机的时间利用率，提升能力一般应大于装岩机的最高生产能力 选择合理的抓斗容积和吊桶容积，提高抓斗利用
44、率。吊桶容积一般应为抓斗容积的5-6倍或7-8倍才能发挥大斗容抓岩机的效力。吊桶直径与抓斗张开时的直径之比为0.8时装岩时几乎没有矸石撒出。D桶0.8D抓 合理配置工作面上同时作业的抓岩机的台数使其合理布置，协同作业，减少干扰。打干井，改善作业条件。 8提升和排矸立井开凿时为了排除井筒工作面的积矸，下放器材设备以及提放作业人员，应在井筒设置提升系统，凿井提升系统选择是否合理，不但影响凿岩装矸作业和凿井速度，而且会影响建井后期工作的顺利开展。凿井提升系统由提升容器，钩头联接装置，提升钢丝绳，天轮，提升机以及提升所必须的导向稳绳和滑架组成。立井开凿时为了悬吊吊盘，砌壁模板，安全梯，吊泵和一系列线路
45、管线，必选合理选用相应的悬吊设备，悬吊系统由钢丝绳，天轮和凿井绞车等组成。该立井开凿时采用的提升方式为一套双钩提升，及 井筒有两个吊桶。根据双钩提升时一次循环时间为 Ts=54+5 +s, S Ts双钩提升时的一次提升循环时间，s H吊桶提升高度，为井筒最终设计深度，卸矸台高度和卸矸台以上吊桶提升高度之和m hw.s吊桶在无绳段的行程，m, hw.s40m 54吊桶在无绳段的运行时间 s双钩吊桶在工作面摘挂钩操作时间和井上卸矸时间，s=90-140s吊桶容积可按以下步骤选择， 1）吊桶的一次提升循环时间应小于或等于抓岩机装满一桶矸石的时间Tzh,即TTzh 2）计算抓岩机装桶时间Tzh=,s式中Vt矸石吊桶容积，m30.9吊桶装满系数，Azh井筒工作面抓岩机的总生产率，m3/h