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赵楼煤矿主井二期工程施工组织设计简介：

赵楼煤矿主井二期工程施工组织设计部分内容预览：

A.立模前发现围岩出水点时，应根据出水点涌水量大小，安装导水管，将涌水导入巷道水沟内。

B.浇注砼过程中，发现模板内有积水时，应及时排出。

4.1.4巷道过煤层及穿破碎地层施工措施

超高层框筒结构商业办公楼施工组织设计（1）巷道穿过煤层施工措施

巷道施工揭露煤层时，采取如下施工措施。

①加强巷道实测地质剖面的编录及钻孔资料的比对工作，准确预报煤层距工作面距离。

②准确测定煤层和瓦斯赋存的基本参数，当巷道施工至距煤层10m时，停止掘进，保证通风量，加强瓦检工作。施工两个探煤钻孔，查明煤层和瓦斯赋存情况。

③根据瓦斯压力大小，确定揭煤施工方法，当瓦斯压力小于1.0Mpa时，采取放震动炮方法揭开煤层，如果瓦斯压力大于1.0Mpa，则采取瓦斯排放等措施，达到要求后，再采取放震动炮的办法揭开煤层。

④井下各种机电设备必须防爆。

⑥缩短掘支段长，加强临时支护。

（2）巷道穿破碎地层施工措施

巷道在穿过不稳定的破碎岩层时，为了加快施工进度，保证施工质量，确保施工安全，应根据岩层情况，分别采取如下措施：

①增加周边眼数量，缩小其间距及抵抗线，减少装药量。

②对围岩松软、严重破碎或具有膨胀性的地段，考虑增加金属拱形支架支护。

硐室施工视岩层稳定情况及硐室设计尺寸，采用全断面掘进法、分层法或导硐法、掘进,锚（网）喷临时支护,硐室全部掘出后，集中进行浇注砼支护。对于设计永久支护为锚（网）喷支护的硐室，应在施工过程中一次成巷。

当围岩较稳定时采用全断面掘进；当围岩条件较差或硐室设计断面较大时，采用分层或导硐法掘进，由上而下进行分层掘进或采取沿硐室断面中间导硐或两侧导硐。

硐室采用现浇砼或锚（网）喷支护的工艺同平巷施工。

井底煤仓采用反井钻机法施工，两个煤仓可同时施工（平行作业）。

先用反井钻机在煤仓中心钻出Φ1.2m中心导孔，然后自上而下掘进刷大，砌筑仓壁，煤仓刷大的矸石均从中心导孔下溜至煤仓下口硐室，使用耙岩机装矿车外运。

煤仓仓壁砌筑采用金属装配式模板，自上而下随掘随砌，最后刷砌煤仓漏斗，并进行收尾工作。

煤仓施工前应先将煤仓上口仓顶硐室掘砌完成及煤仓下口给煤硐室掘出并临时支护，同时在煤仓上口形成风、水、电、通风系统，煤仓下口给煤硐室适当位置安装耙装机，形成排矸运输系统。

（2）煤仓中心导孔施工

在煤仓上口仓顶硐室及下口给煤硐室施工完成后，进行测量放线，确定煤仓中心导孔位置，在上口适当位置开凿循环水池（2×1×1m）安装反井钻机，经调试正常运转后，自上而下钻一个Φ244mm的孔到下部给煤硐室，符合要求后，在给煤硐室卸掉Φ244mm钻头，安装扩孔钻头Φ1200m，自下而上扩孔。

扩孔完成后，移钻机至下一个煤仓施工（可平行作业）。

煤仓中心导孔施工完成后，进行仓身刷大施工。

仓身刷大采用钻爆法，以中心导孔为中心布置炮眼，光面爆破，爆破后的矸石从中心孔向下溜放，在下部给煤硐室装运。施工时要采取措施防止人员坠入导孔内。

煤仓扩孔、刷大溜下后的矸石经耙装机装入矿车后运走。

如有堵孔，应按下列方法处理：

煤仓刷大之前，中心导孔内设一钢丝绳，上头系在牢固的位置上，下头有一部分余绳，当中心导孔有堵矸时，可及时上下联系，上、下间隔拉动钢丝绳，把中心导孔疏通。

（5）煤仓锁口、仓身及漏斗砌筑

煤仓仓身砌壁，模板选用装配式钢模板，高1.0m。

煤仓漏斗与给煤硐室连接部分要同时浇注砼，施工时先按设计要求加工煤仓漏斗及连接处钢筋，安装模板，砌筑给煤硐室与煤仓连接部分的砼墙，然后按设计要求绑扎煤仓漏斗处钢筋，安装漏斗处模板，浇注砼。

砼浇注时严格分层浇注，每层浇注厚度为300mm。

斜巷施工，要严防出现底高，底眼角度要大于巷道设计坡度2～4°，眼深与掏槽眼深度一致，并适当增加装药量。

斜巷掘进时，应根据围岩性质，爆破效果及时调整爆破参数。

斜巷施工移动耙装机等大型机械设备时要编制安全技术措施，斜巷施工中所有施工机具，必须固定牢固，斜巷运输要严格执行《煤矿安全规程》有关规定。

施工时要做好地质水文工作，及时收集整理水文资料，做好水灾预防。

5、二次改绞设计及辅助系统

5.1二次改绞工程概况

赵楼煤矿主井净径7m，提升高度905m（井深918m）。由于井筒施工的主要设备选型和布置已考虑到二次改绞时的需要，即采用2JKZ—3.6/12.96绞车和适应二次改绞的天轮平台，所以本次设计主要是确定临时提升、排矸（煤）系统和井筒内各种管线、电缆的规格以及相关结构和设施。

井上下设稳罐装置与KHT缓冲阻尼同步摇台承接罐笼。井上设GHT型过卷缓冲及托罐装置、井下设NB型防礅罐装置。

在井下马头门、井口、绞车房与调度室装设电视监控装置一套。

井上运输采用900mm轨距1.5t矿车，配前倾式翻矸架翻矸（煤）。

完成后该系统主要是负责主井二期工程的人员上下和矸石、材料、设备的提升，该系统服务至副井永久提升系统形成时。

5.2二次改绞方案确定的原则及依据

（1）保证安全使用及施工进度的前提下、尽可能的利用原一次装备的设施和材料，以减少改绞工作量缩短改绞时间。

（2）改绞后形成临时提升、供电、压风、供水、通讯及地面运输等系统。

（3）改绞设计应参考主井井筒永久装备平面布置、尽可能将施工设施避开永久装备设施的位置，为井筒永久装备施工创造方便。

（4）改绞设计尽量使各系统设计合理、简单、实用。

（5）改绞时间:确定在主井箕斗装载硐室施工完成，主井井筒壁后注浆结束后进行。

（1） 矿井建设二期工程施工图等有关资料。

（2）《煤矿安全规程》2004年版

（4）《赵楼煤矿主井井筒施工组织设计》2004年9月。

5.3辅助系统的设计及计算

由于前期设计对改绞提升系统作了计算、在此仅做校验。

（一）提升机技术数据及相关参数：

（2）绳 速： 8.57m/s

（3）减 速 比： 12.96

（4）最大静张力： 21000kg

（5）最大静张力差：16000kg

（6）配 用 电 机： 2×800kW/ 6kV，

（7）滚筒绳容量： 1000 m

（8）提升高度： 905m

（10）罐 笼 自 重： 5020kg （带抓捕器）

（11）罐笼 乘人： 36 人

（12）矿 车 自 重： 974kg（MG1.7—9B型）

（二）最大静张力的校验

FJ≥QZ+Q+q×H0

Q –矸石重量： Q=2×1.7×1600×0.9=4896kg

q×H0=7.55×（905+28）=7044㎏

FJ=21000㎏≥ 6968＋4896＋7044=18908㎏ 符合要求。

（三）最大静张力差的校验

FJc=16000㎏≥4896＋7044=11940㎏ 符合要求。

（四）钢丝绳安全系数的校验

提矸石的安全系数为：n=146286÷18908=7.73 ＞7.5

提人时的安全系数为：n=146286÷14944=9.79 ＞9

N=K×Q×Um×ρ÷102ηc

Q–矸石重量、Q=2×1.7×1600×0.9=4896㎏

Um–绞车最大提升速度、Um = 8.57m/s

ρ–动力系数、罐笼提升时ρ=1.3

N=1.2×4896×8.57×1.3÷（102×0.85）=755kw 符合要求。

绞车提升速度：Um= 8.57m/s

提升加速度及减速度:a1=a3=0.5 m/s2

加速时间及减速时间:t1=t3= Um÷ a1=17.3s

加速及减速距离：h1=h3=0.5 um×t1=74.82m

等速运行时间：t2= h2÷um =87.28s

提升休止时间、θ= 50s

一次提升循环时间、T= t1+t2+t3+θ= 172 s

AT=3600×Z×0.9Vc÷(kt×T)

式中: Z–一次提升矿车数量、Z=2

Vc–矿车容积、Vc= 1.7m3

Kt –提升不均匀系数（1.15—1.25）取kt=1.2

AT=3600×2×0.9×1.7÷(1.2×172)=53 m3/h.

主井二期工程施工高峰期共6个掘进工作面，断面平均为17m2，平均进尺为3m/d，岩石的松散系数Ks取1.8，日均矸石量为 QQ=6×17×3×1.8=550.8 m3。约在11.5个小时内完成提矸，完全满足施工需要。

在井底水窝设50QW40—30—7.5型潜水泵两台。水泵流量40m3/h，扬程30 m，功率7.5KW。一台工作，一台备用，选择Φ89×3.5mm钢管做排水管路。

在风井临时水仓、泵房形成之前、排水管路沿巷道边沿敷设至风井井底水窝即可。当风井临时水仓形成后市某大道三期工程施工组织设计.doc，排水管路沿巷道边沿敷设至风井临时水仓即可。

矿方提供二期工程用压风。

压风管路在改绞时沿井壁附设一趟Φ219×6mm供风管，管路沿井壁采用树脂锚杆固定，每6m设一副管卡，每80 m设支管座一处，井底、井口设托管梁，该管路能满足6个掘进头工程的用风量。

延用原凿井时地面供水系统。

该管路根据矿方要求兼做应急排水管路（排水能力约60m3/h）。管路与泵房的连接及悬挂方式应根据现场实际情况确定。该管路与泵房之间必须加装闸阀和逆止阀。

5.3.5通讯、信号、照明系统

（2）井下通讯、信号、照明

(由于永久绞车房的影响、确定该侧为进车方向。)

延用凿井期间的供电系统GB／T 17568-2019标准下载，根据二期工程施工需要进行适当调整。