崔木煤礦副立井井筒施工組織設計說明書

陝西永隴能源開發建設有限責任公司

崔木煤礦副立井井筒

施

工

組

織

設

計

中煤三建

2008年12月10日

目 錄

第一章工程概況…………………………………………………2-11

第二章施工準備與場地布置……………………………………12-13

第三章施工方案及鑿井主要輔助係統…………………………14-24

第四章施工工藝…………………………………………………25-34

第五章施工組織管理、勞動組織與工期安排…………………35-39

第六章質量保證體係和工程施工檢測、監控…………………40-47

第七章安全保證措施……………………………………………48-58

第八章環境保護與文明施工……………………………………59-61

第九章附件………………………………………………………62-79

1.副井工廣總平麵布置圖

2.礦建主要施工設備表

3.鑿井設備平麵布置圖

4.地麵穩絞布置平麵圖

5.立井上下監控平麵布置示意圖

6.主要供電設備表

7.高壓供電係統圖

8.低壓供電係統圖

9.施工進度計劃網絡圖

10.鋼絲繩選型參數表

11.鋼絲繩選擇計算書

第一章 工程概況

1.1工程簡介

崔木井田資源量/儲量424.43Mt，可采儲量260.82Mt。崔木煤礦設計生產能力4Mt/a，其中一期生產能力4Mt/a，礦井服務年限約74a。根據井田地麵地形條件和煤層賦存條件，設計選擇立井開拓。

1.2施工條件

1.2.1地理位置及交通運輸條件

崔木井田位於永隴礦區東端的北灣—太陽寺勘查區。屬麟遊縣崔木鎮所轄。井田東西寬8.35km，南北長10.65km，麵積88.74km2。井田內有彬縣—麟遊(崔木)市際公路及崔木—甘肅邵寨省際公路從勘查區中部通過。S306省道由崔木向西經麟遊、良舍、鳳翔至陳倉與隴海鐵路相接，至寶雞120km，至寶雞二電廠(長青工業園)100km。向東24km至永坪與312國道相接，南至西安155km，交通較為便利。

1.2.2地形地貌及氣候條件

井田屬隴東黃土高原南緣梁塬溝壑區，主要是黃土塬梁和溝壑兩種。總體地勢呈南高北低之勢。區內最高處是勘查區東南西廟頭一帶，高程達1497.7m;最低處是西北部的合陽溝穀，高程1125m;相對高差372.7m。

本區屬暖溫帶半幹旱大陸性季風氣候區。年平均氣溫為11.1℃,極端最高氣溫為38℃，極端最低氣溫為-22.5℃。霜期一般為10月中旬至來年4月中、下旬;冰凍期一般在12月上旬至來年2月下旬;凍土層最大厚度40cm。年平均降雨量為325mm，蒸發量大於900mm;每年3～5月份為西北季風期，最大風速12.7m/s。

本區屬涇河水係，自東而西主要有徐家河與合陽溝河。涇河年平均流量57.60m3/s，枯水期最小流量1m3/s，洪水期最大流量15700 m3/s，其支流呈樹枝狀分布，常年流水，但流量較小。

徐家河是水簾河上遊，平均流量0.0803m3/s;合陽溝河是普化河一支流，平均流量0.1836m3/s，為溝間溪流。

1.2.3施工用電

在施工現場附近，發包方為承包方提供10KV電源。承包方自己接線，發包方按表計量，按0.6元/千瓦時收費。

1.2.4施工用水

發包方在施工場地範圍內某一定點集中提供水源，發包方按表計量，按1元/m3價格收費。

1.2.5進場道路

發包方組織隊伍同步修建。臨時道路直接到井口。

1.2.6工程地質

① 區域地層及構造

根據地表和鑽孔揭露情況，井田內沉積地層由老到新依次有三疊係中統銅川組、侏羅係、三疊係、上第三係、第四係。

延安組為本區含煤地層。岩性為灰—深灰色泥岩、砂質泥岩、粉細砂岩與灰白色中粗粒砂岩互層，中夾炭質泥岩及煤層。厚度0～104.59m，平均47.73m左右，與下伏富縣組呈平行不整合接觸，或超覆於三疊係之上。

含煤地層綜合柱狀圖見圖1-1。

本區位於太峪背斜以南、遙遠背斜以北含煤凹陷區。3煤底板構造總體為一東南高西北低的單斜構造，呈EW向展布，東部3煤層底板最大高程937.39m，西部3煤層底板最低高程682.64m，平均每公裏下降29m。

遙遠背斜東起永壽縣底角溝、平遙煤礦北。軸部為三疊係，向西延伸與閣頭寺背斜相接，軸部為延安組。勘查區為其北翼，最大傾角10。

太峪背斜東起彬縣太峪鎮，軸部位為三疊係，為一寬緩箱狀背斜，軸向東西，經底店、太陽寺進入勘查區，至大灣(P5-5孔)傾沒，進而向西延伸與麟北春台塬～陽坡背斜相接，軸部變窄，不連續，呈一列長垣構造。

區內未發現斷裂構造。井田內未見有岩漿岩侵入現象。

1.2.7水文地質

1.2.7.1含水層、隔水層及其與礦床充水的關係

A、含水層、隔水層

⑴ 第四係全新統(Q4)衝～洪積砂礫石孔隙含水層

主要分布在天堂河、庵川河及常村河等河穀衝積階地及河床區，由河流相衝、洪積物組成，具二元結構。直接受大氣降水及地表水補給，滲透性強，水量充沛，水質良好。

⑵ 第四係中～上更新統(Q2+3)黃土及礫石孔隙～裂隙含水層

圖1-1 含煤地層綜合柱狀圖

分布較為廣泛，穀地山坡均可見到，厚度因地而異，最大可達150m，底部有一變化較大的砂礫石層，為孔隙～裂隙含水層。主要以大氣降水補給，局部地段還可獲得河水補給，故含水性強度不均，泉流量相差懸殊，小者僅0.005l/s，大者可達0.2l/s。

⑶ 上第三係(N)粘土隔水層與砂礫石含水層

多分布於梁峁脊部和山頂上，厚度因地而異，岩性主要為淺棕紅色亞粘土、砂質粘土，隔水性能良好。局部地段底部有厚為1～1.5m的砂礫石層，含孔隙潛水，泉流量一般為0.01～0.30l/s，最大1.00 l/s。水質為HCO3—Ca·Mg與HCO3—Ca·Na型，礦化度0.280g/l。

⑷ 下白堊統羅漢洞組(Kllh)砂岩裂隙含水層

僅分布於普化河陝甘交界處。岩性主要為桔紅色粗粒砂岩、礫岩、砂礫岩、含礫粗砂岩夾砂質泥岩及泥岩薄層，泥質膠結，分選差，厚度44.0m。

⑸ 下白堊統華池組(K1h)泥岩隔水層

分布於天堂、丈八至常村河以北地區，出露不完整，最大厚度148m。岩性主要為紫雜色、灰綠色砂質泥岩及泥岩，中夾薄層粉砂岩、細粒砂岩，泥岩隔水性能良好。

⑹ 下白堊統宜君～洛河組(K1y+l)砂礫岩孔隙裂隙含水層

在區內低山丘陵及各溝穀中廣泛分布，厚度23.05～362.00m。岩性為紫紅色及暗棕色巨厚層狀礫岩、巨礫岩夾粗粒砂岩、砂礫岩薄層或透鏡體，淺棕紅色、棕灰色巨厚層狀粗粒砂岩、含礫粒砂岩及少量砂質泥岩條帶。成份多為長石、石英碎屑，泥砂質充填，其富水性及水力性質受地貌控製。鑽孔抽水試驗結果：單位湧水量0.00899～0.03512l/s·m，滲透係數0.0146～0.1098m/d，水質類型HCO3-Mg·Ca·Na、HCO3-Mg·Na，礦化度0.528～0.569g/l。泉流量為0.03～0.06l/s，水質為HCO3-Mg·Ca·Na、SO4·HCO3-Ca型水，礦化度1.716g/l。

⑺ 中侏羅統安定組(J2a)砂岩裂隙含水層

出露於折靈溝及閣頭寺北部支溝腦。厚度71.03～154.81m，岩性為棕色、紫紅色、灰綠色泥岩、砂質泥岩夾中粗粒砂岩，泥岩及砂質泥岩隔水性能良好，砂岩含水微弱，為富水性極弱的含水層。

⑻ 中侏羅統直羅組(J2z)砂岩裂隙含水層

地表未見出露，鑽孔揭露厚度6.66～96.02m。岩性上部為灰綠色、暗棕紅色、紫灰色泥岩、砂質泥岩、粉砂岩與中粗粒砂岩互層;下部為灰綠色中粗粒砂岩與砂質泥岩、粉砂岩互層，底部有一層巨厚層狀黃綠色含礫粗砂岩。砂岩含水層裂隙不發育，儲水條件不良，又被隔水層相阻，地下水補給條件亦差，故為富水性微弱的含水層。

⑼ 中侏羅統延安組(J2y)砂岩裂隙含水層

地表未見出露，鑽孔揭露厚度0～153.22m，是區內的含煤地層。岩性主要為灰～深灰色泥岩、砂質泥岩、粉砂岩，灰～灰白色中、細粒砂岩及含鋁質泥岩、炭質泥岩夾煤層。砂岩含有承壓裂隙水，因補給條件差，故富水性微弱。鑽孔抽水試驗結果：單位湧水量0.000046～0.001925l/s·m，滲透係數0.00038～0.0064m/d。水質為高礦化度Cl-Na型水。

⑽ 下侏羅統富縣組(J1f)泥岩隔水層

地表未見出露，僅在個別鑽孔中鑽遇該層，發育不穩定，地表僅在五曲灣、青渠窯等地有零星出露。厚度一般0～20m，鑽孔揭露最大厚度為24.03m。岩性多為紫雜色花斑狀含鋁質泥岩，夾有角礫岩薄層，局部地段為褐灰色含鈣質泥岩，是一良好的隔水層。

⑾ 中三疊統銅川組(T2t)砂岩裂隙含水層

地表未見出露，作為煤係地層之基底，一般鑽孔揭露厚度在15 m以內。岩性上部為紫色泥岩、淺紫色、灰綠色粉、細粒砂岩，灰白色細粒砂岩和中粒砂岩互層，中夾灰綠色中、粗粒砂岩，含煤線，為富水性微弱的砂岩裂隙含水層。

B. 含(隔)水層水文地質特征

⑴ 第四係全新統衝～洪積層孔隙潛水含水層(Ⅰ)

呈條帶狀展布於合陽溝、任家溝及徐家河河穀中，厚0～8m。具典型的二元結構特征，上部以砂質粘土、粘土及粉砂為主，下部為含水的砂及砂卵礫石層。地下水水位埋深1～4m，含水層厚度3～4m。泉流量0.03～0.22l/s。水質類型HCO3-Ca∙Mg型，礦化度0.50g/l，水溫13℃。

⑵ 第四係中上更新統黃土孔隙～裂隙潛水含水層(Ⅱ)

分布廣泛，厚度因地而異，南部梁峁區5～10m，北部殘塬區厚度大於150m。主要由黃土、砂黃土、古土壤組成，底部有一層厚度變化較大的砂礫石層，屬孔隙～裂隙含水層。於溝穀地帶普遍出露，泉流量0.008～1.0l/s。川道區水位埋深一般小於12m，含水層厚0.5～3.0m;梁峁殘塬區水位埋深15～54m，一般20～30m，含水層厚1.5～10m。水質類型HCO3-Ca，HCO3-Ca∙Mg，礦化度0.443～0.659 l/g，水溫12～16℃。

⑶ 上第三係粘土隔水層段(Ⅲ)

於梁峁殘塬區廣泛出露。厚度一般60m。上部為淺棕紅色、棕紅色粘土、亞粘土，致密，具團塊狀結構，並為Fe、Mn質所浸染，富含零散鈣質結核，下部為棕紅色粘土，鈣質成份高，並含數層鈣質結核層。總體而言，本層段岩性穩定，隔水性強，為勘查區鬆散岩類與基岩含水層之間的穩定隔水層。

⑷ 上第三係砂卵礫含水層段(Ⅳ)

斷續分布於紅土層底部，於溝穀中零星出露，一般厚度3～5m。岩性以淺棕色～淺灰褐色半固結狀中粗碎屑堆積物為主，形成弱的含水層。當底部有隔水層時，在溝穀中以泉的形式排泄於地表，泉流量0.014～0.033l/s。

⑸ 白堊係下統洛河砂岩孔隙～裂隙含水層(Ⅴ)

零星出露於合陽溝、徐家河等較大河穀中廣泛出露，厚度分布規律總體呈西北薄而東南厚。由各粒級砂岩、砂礫岩組成，以中～粗粒砂岩為主要含水層段。泉流量0.04～1.00l/s，泉水水質類型HCO3-Ca∙Mg，礦化度0.561g/l，水溫13℃。單位湧水量0.08915～0.08946L/s.m，滲透係數0.0266～0.0334m/d，屬富水性弱的含水層。

⑹ 白堊係下統宜君組礫岩裂隙含水層(Ⅵ)

區內無出露，厚度不穩定。岩性為紫雜色塊狀礫岩，礫石成份以花崗岩、變質岩為主，礫徑3～7cm。礫石多為渾圓狀，砂泥質充填，鈣、鐵質膠結。單位湧水量0.0088l/s∙m，滲透係數0.020m/d，屬富水性不均一的弱含水層。

⑺ 侏羅係中統安定組泥岩隔水層(Ⅶ)

區內無出露。鑽探揭露地層厚度28.65(P13-2)～147.03m(X3-3)。岩性為棕色、紫紅色、灰綠色泥岩、砂質泥岩夾中粗粒砂岩，底部有一層厚度較大的淺紫色砂礫岩。單位湧水量0～0.000076l/s∙m，說明其含水甚微。故視為煤係與上覆白堊係之間的穩定隔水層。

⑻ 侏羅係中統直羅組砂岩裂隙含水層(Ⅷ)

勘查區內無出露，鑽探揭露地層厚度0(P13-2、P17-1、P17-2)～43.77m(P1-1)，含水層平均12.31m。岩性上部為灰綠色、暗紅色、紫灰色泥岩、砂質泥岩、粉砂岩與中粗粒砂岩互層，下部為灰綠色中粗粒砂岩與砂質泥岩、粉砂岩互層，底部有一層巨厚層狀黃綠色含礫粗砂岩。單位湧水量0.0026L/s∙m，滲透係數0.0164m/d，屬富水性微弱的含水層。

⑼ 侏羅係中統延安組煤層及其頂板砂岩含水層(Ⅸ)

勘查區內無出露，鑽探揭露地層厚度0(P13-2、P17-1、P17-2、P9-2)～107.54m(X1-3)，含水層平均28.85m。含水層為3煤及其老頂中粗粒砂岩、砂礫岩。鑽孔單位湧水量0.00343L/s∙m，滲透係數0.00089m/d，屬富水性極弱含水層。

⑽ 侏羅係下統富縣組泥岩隔水層(Ⅹ)

地表未見出露，發育不穩定，鑽探揭露富縣組厚度0(X1-1、X3-4、P1-2、P1-3、P9-1)～67.25 m(P5-4)，平均17.90m。岩性多為紫雜色花斑狀含鋁質泥岩，夾有角礫岩薄層，局部地段為褐灰色含鈣質泥岩，隔水性能良好。

⑾ 三疊係中統銅川組砂岩裂隙含水層(Ⅺ)

地表未見出露，鑽孔最大厚度104.15( P17-1)m(未見底)。岩性上部為紫色泥岩，淺紫色粉～細砂岩，灰白色細粒砂岩與中粒砂岩互層，中夾灰綠色中～粗粒砂岩。據區域資料為富水性微弱的含水層。

C. 地下水補給、逕流及排泄條件

勘查區各類地下水，因所處地形地貌、含水層岩性等水文地質條件差異，其補給、逕流及排泄條件明顯有別。

⑴ 鬆散層地下水

河穀川道區鬆散層潛水，主要由大氣降水和下伏基岩地下水補給，近河地段與河流地表水有互補關係，即洪水期河水補給地下水，枯水期地下水補給河水。黃土殘塬、梁、峁地區，補給方式為大氣降水的垂直滲入。塬區地形開闊平緩，黃土透水性能好，降水入滲補給量大;梁峁區地形破碎，坡降大，降水多由地表流失，滲入補給量甚微。

地下水流向基本與地形坡向一致，即由分水嶺地段流向溝穀，最終彙入河流。由於自然地理條件差異，地下水局部流向變化較大。塬邊部溝穀發育，含水層被切穿而形成各塬塊相對獨立的水文地質單元，地下水流向除遵循總的逕流趨勢外，尚由塬中部向周邊溝穀呈放射狀流動。總體而言，由於地形破碎，地勢高低懸殊，鬆散層地下水具有逕流途徑短，水循環交替強烈，礦化作用弱的特點。

除河漫灘及階地區地下水以補給地表水的方式排泄外，塬梁峁區地下水，均以泉的形式排泄於溝穀為主要排泄途徑。

⑵ 白堊係砂礫岩地下水

勘查區白堊係砂礫岩含水層，係區域性白堊係承壓水盆地西南邊緣組成部分，呈現為一開啟型含水構造。地下水補給來源以區域側向逕流為主，大氣降水次之。地下水逕流方向受地質構造及地形地貌條件控製，具多向性。侵蝕基準麵以上地下水，一般由地勢較高的分水嶺地帶向溝穀方向運移，以泉的形式排泄。深層地下水受區域水動力場控製，總體呈由南西而北東緩慢運移，向區外黑河、涇河排泄。

⑶ 侏羅係砂岩及煤係地下水

侏羅係砂岩及煤係裂隙水，受埋藏條件和地質構造控製。淺循環帶以補給區與排泄區均在淺部為特征，補給區居地形較高的露頭地帶，排泄區居低凹地段，高處地段獲得降水及地表水入滲補給，向低凹處運移，低凹處則以盈溢形式向外排泄。深循環帶地下水則通過裂隙向深部運移，隨埋深加大而逕流趨於滯緩。

D. 水文地質勘查類型

勘查區處於半幹旱氣候帶，年降水量中等而相對集中，無較大的地麵水體。除溝穀中基岩局部出露外，大部分地段為第四係黃土和上第三係紅土所覆蓋。地形地貌、水文氣象等自然地理條件，與地層、構造等地質因素，有利於地表逕流形成，而不利於地下水的補給。含水層裂隙不甚發育，埋藏較深，各含水層段之間因泥岩及砂質泥岩等隔水岩層普遍發育而水力聯係甚微。煤層下伏岩層含水微弱，可視為相對隔水層。煤層直接充水含水層為侏羅係中統直羅組砂岩裂隙含水層，以及侏羅係中統延安組煤層及其頂板砂岩裂隙含水層，充水方式為頂板進水。各直接充水含水層埋藏深，裂隙不甚發育，補給來源缺乏，導水性差，逕流滯緩，富水性微弱，易於疏幹。

綜上所述，勘查區水文地質勘查類型屬以裂隙充水為主，水文地質條件簡單類型，即“二類一型”。

E、構造及其對礦床充水的影響

(1)大氣降水對礦床充水的影響

據麟遊縣氣象資料，勘查區多年平均降水量641.60mm。年降水主要集中於7、8、9月，曆年4～10月總降雨量占全年降水量的81.1%～97.0%。降水多以地表逕流形式彙入河溝，流向勘查區之外，加之礦井直接充水含水層(Ⅷ，IX)埋藏而無出露，主要含水層(Ⅴ)出露於穀坡局部地段，且多呈陡坎而不利於降水滲入補給地下水。因此，大氣降水對未來礦坑充水影響不大。

(2)地表水對礦床充水的影響

勘查區地表水均屬涇河三級支流，自南向北流入一、二級支流黑河及達溪河，最終彙入涇河，流量35.213～108.586m3/s。河流切割深度僅達白堊係，煤層開采所形成的導水裂隙帶與河流地表水溝通的可能性不大。因此，地表水對礦井充水影響不大。但應注意采取適當的防洪措施。

(3)地下水對礦床充水的影響

未來礦井井巷開拓過程中，礦坑係統的直接充水含水層為侏羅係延安組煤係裂隙含水層(Ⅸ)及直羅組砂岩裂隙含水層(Ⅷ)，充水含水層富水性弱，裂隙不甚發育，充水方式為頂板進水型。但隨著礦井的開拓，導水裂隙帶的形成與擴展，白堊係砂礫岩含水層(Ⅴ+Ⅵ)中的地下水，有可能在局部地段通過透水進入井巷係統，形成局部地段頂板透水。

(4)充水通道

勘查區礦井充水通道主要為煤層采空頂板冒裂所形成的導水裂隙，其次為斷層及節理裂隙。因此，對煤層頂板複合岩體冒裂帶發育特征的分析研究尤為重要。以下僅對3煤層開采的冒落帶和導水裂隙帶最大高度進行計算，導水裂隙帶高度與煤層頂板岩體工程地質性質、煤層采厚、采煤方法、頂板管理方法密切相關。

即： Hc=4.0M

式中：Hc—冒落帶高度(m)

Hf—導水裂隙帶高度(m)

M—累計采厚(m)

n—煤分層層數

所計算的冒落帶及導水裂隙帶最大高度詳見表1-1。

表1-1 3煤開采後導水裂隙高度計算表

孔 號K1y 厚 度J2a 厚 度J2z 厚 度3煤頂

至J2y頂厚度3煤頂至K1y底距離3煤厚度冒落帶高度導水裂隙高度保護層厚度

(m)(m)(m)(m)(m)(m)(m)(m)(m)

X1-10125.0319.5258.29202.847.4429.76109.8992.95

X1-20115.296.6624.07146.027.3029.20107.9238.10

X1-30166.8832.6578.72277.8015.8063.20157.02120.78

X3-10141.9823.8172.94238.7315.1360.52150.5888.71

X3-20124.9026.7643.69195.3530.50122.00227.73-32.38

X3-30147.0325.5639.74212.3324.9299.68187.0025.33

X3-437.11134.2717.5429.33181.1413.0052.00130.1051.04

X3-50122.2914.8626.99164.1412.1648.64122.0242.12

X3-638.45114.4921.6956.27192.4511.2344.92113.0879.37

X5-10107.2628.7729.91165.9421.3385.32160.795.15

X5-20107.5832.9724.40164.9519.3577.40186.3439.39

X7-1076.8516.1532.43125.439.4537.8095.9729.46

X7-20105.2023.5058.55187.2517.8971.56177.1210.13

X7-353.2599.0723.4026.37148.849.5038.0096.4552.39

P1-134.10109.9443.7777.60231.3115.3061.20152.2279.09

P1-220.47102.5820.6656.64179.888.1732.68120.1759.71

P1-314.15127.0028.4431.66187.1022.6090.40170.0617.04

P1-4244.0095.8015.933.32125.05

P5-112.7084.1335.3543.51162.996.024.0089.6173.38

P5-211.40111.1535.4151.63198.1927.77111.08207.80-18.61

P5-40110.8933.8311.37156.099.7839.1299.1356.96

147.1788.6740.1547.28176.107.0028.00103.6972.41

15271.5081.438.7355.43145.596.3925.5695.1050.49

由圖表所知：冒落帶高度24.0(P5-1)～122.0m(X3-2)，X1-2、X3-2、X3-3、X3-4等13個鑽孔冒落帶波及3煤上覆直羅組砂岩裂隙含水層(Ⅷ)。導水裂隙帶最大高度89.61(P5-1)～227.73m(P3-2)，除X3-2、X5-1、P5-2等3孔之外。區內其餘鑽孔最大導水裂隙帶高度均未及白堊係底界，未來礦井開采礦坑係統直接充水含水層為延安組及直羅組裂隙含水層(Ⅸ及Ⅴ)，白堊係砂岩含水層中地下水不會直接進入坑道係統，隨著井巷開拓，導水裂隙帶的形成與擴展，白堊係砂岩水(Ⅴ及Ⅵ)有可能局部透水，對礦井生產可能形成威脅。

(5)充水強度分析

礦井直接充水含水層直羅組砂岩裂隙含水層(Ⅷ)及延安組煤層及其頂板砂岩裂隙含水層(Ⅸ)，埋藏深而裂隙不甚發育，補給來源單一，導水性差，逕流滯緩，富水性弱，對礦井開采威協不大。白堊係洛河砂岩含水層(Ⅴ及Ⅵ)為勘查區主要含水層，其分布廣，厚度大，富水性較IX、X含水層強。3煤層全麵采動後，局部地段洛河砂岩含水層有可能與3煤導水裂隙帶貫通，地下水通過透水“天窗”進入礦坑，雖為礦坑間接充水含水層，但對礦井開采可能構成一定威協。

1.2.7.2礦井湧水量預算

詳查地質報告未提供礦井開采的正常湧水量和最大湧水量。鄰近彬長礦區各生產礦井水文地質條件與本礦井基本類似，亭南礦井現生產能力為3.00Mt/a，礦井正常湧水量為180m3/h，最大湧水量為270m3/h，大佛寺礦井生產能力為6.00Mt/a，礦井正常湧水量為210m3/h，最大湧水量為330m3/h。

本礦井生產能力4.00 Mt/a，暫按正常湧水量250m3/h和最大湧水量350m3/h計算。

1.3井筒技術特征

井筒中心坐標(X=3859515.000，Y=36485710.000)全深609m，淨直徑8.4m，淨斷麵積55.4m2，井筒穿過表土及基岩風化帶段長120m，基岩段489m，並設計有安全出口、休息硐室，井底馬頭門。

表土段井筒設計為雙層鋼筋混凝土結構，強度等級為C35，1號壁座以上段壁厚750mm，壁座以下表土及風化基岩段井筒壁厚600mm;鋼筋綁紮為：縱向鋼筋為Ф20mm，間距為250mm;橫向環筋為Ф20mm，間距為250mm。基岩段支護方式為單層鋼筋混凝土支護，壁厚為500mm，砼強度等級為C35;鋼筋綁紮為：縱向鋼筋為Ф20mm，間距為250mm;橫向環筋為Ф20mm，間距為250mm。詳見崔木副立井平、剖麵圖。

井筒垂深-581.00m處設計為雙側馬頭門，斷麵技術特征另見施工圖。

第二章 施工準備與場地布置

2.1施工總平麵布置

2.1.1布置原則

(1)在工廣內布置的臨時建築盡量避開擬建的永久建築位置或在使用時間與擬建永久建築的施工時間錯開。

(2)臨時建築的布置要符合施工工藝流程的要求，做到合理布置。臨時工業建築，為井口服務的設施，布置在井口周圍。動力設施靠近負荷中心，木材、鋼筋、機修加工廠房，靠近器材倉庫和堆放場地。建築施工器材運輸、堆放方便。

(3)符合環境保護、勞動保護、防火要求。

2.1.2施工總平麵布置

施工總平麵布置詳見附表1“副井工廣總平麵布置圖”。地麵大臨工程詳見表2-1《風井工廣大臨工程一覽表》。

副井工廣大臨工程一覽表 表2-1

序號工 程 名 稱結 構 形 式麵積備 注

1絞車房輕鋼結構157+144

2穩、絞設備基礎砼450m3

3壓風機房彩板房72㎡

4機修車間彩板房60㎡

5材料庫彩板房60㎡

6砂石料場混凝土鋪麵1419㎡

7混凝土攪拌站簡易70㎡

8燈房彩板房20㎡

9宿舍、更衣室彩板房860㎡

10鍋爐房板房46㎡

11食堂彩板房182㎡

12浴室彩板房86.3㎡

13辦公室彩板房180㎡

14臨時配電室彩板房72㎡

合計3878㎡

2.2施工準備

2.2.1設備和人員進場

接到中標通知書後，立即組織精兵強將和充足的設備進點施工。根據合同約定的時間，項目部管理人員、測量人員、物資供應人員及相應設備迅速進入現場，進行施工現場的前期準備，組織人員進行施工臨時設施搭建工作以及大宗材料堆放場地的平整等項工作。隨後機電安裝人員、部分礦建施工人員及鑿井設備進場，全麵開展各項施工準備工作。其餘人員和設備根據準備工作進展以及施工進展情況按計劃陸續進場。

2.2.2技術準備

(1)組織技術與管理人員勘測現場，認真審閱圖紙，學習技術規範，組織圖紙會審，並在此基礎上編製各分部、分項工程施工作業指導書，準備好各種技術資料和表格，開工前做好各項技術交底和各項培訓。

(2)組織測量人員做好接樁、複測工作，按業主提供的導線點、水準點進行全麵複核校驗，進行井口十字基樁的布設。

2.2.3材料、機具、設備準備

(1)根據施工進度計劃編製各種材料、設備、工器具供應計劃，並落實設備、材料、工器具的進場與保管。

(2)提前落實各種材料的貨源及采購，特別是鋼材、木材、水泥以及砂、石等大宗材料，並做好材料複試驗工作。

(3)對於進點後立即開展的施工項目，其設備、工器具各種施工材料均應提前充分準備。

第三章 施工方案及鑿井主要輔助係統

3.1施工方案的選擇

副井井筒及相關硐室施工優選最佳施工方案，實現安全、快速、質優為目的。最大限度地推廣采用新技術、新工藝、新材料、新設備，嚴格按照ISO9001：2000質量體係程序運行，確保工程施工的每一個階段、每一個環節、每一道工序都處於受控狀態，確保工程質量全優。

3.1.1井筒施工方案

(1)方案1:掘砌長段單行作業,采用錨噴臨時支護,掘砌段高20~40m左右.

優點:施工管理簡單,易於掌握,井壁接茬少,封水性能較強。

缺點:需增加臨時支護,占用了工期,並且噴射砼回彈料不利於排水,掘砌轉換時間長,施工速度慢。

(2)方案2：短段掘砌混合作業，固定段高2-4m。

優點：圍岩暴露時間短，施工安全，不需臨時支護，簡化了施工工序，易於實現機械化，施工速度快。

缺點：掘砌交替頻繁，井壁接茬多，封水性能差。

為提高建井速度，縮短工期，決定采用方案2“短段掘砌混合作業”作為井筒基岩段施工方案。

3.1.2與井筒相連接的相關工程施工方案

與井筒相連接的相關工程有：休息硐室、安全出口、管子道及副井井筒與井底車場連接處。均采取與井筒同時施工的方案。

3.2鑿井裝備

根據已選定的施工方案，礦建主要施工設備見附表2，鑿井設備平麵布置見附表3，地麵穩絞布置平麵圖見附表4。

3.2.1提升係統

3.2.1.1鑿井井架

鑿井井架選用Ⅴ型井架，其主要技術特征為：

天輪平台高度：26.360m;

天輪平台平麵尺寸：7.5×7.5m;

井架基礎跨度為：16×16 m;

二平台到基礎麵高10.0m;

井架總重71.097t。

3.2.1.2提升方式及設備

采用兩套單鉤提升，主提升選用2JK-3.5*1.7PA型絞車配備4.0m3吊桶(井筒垂深200m以上可選用5.0m3吊桶，垂深500m以下帶水裝矸4.0m3吊桶裝滿係數0.8)，副提升選用JK-3.0/20A型絞車配備4.0m3吊桶(垂深350m以下帶水裝矸吊桶裝滿係數0.8)，擔負掘進排矸及設備、材料、人員的提升工作。提升設備技術參數及提升能力見下表：

提升機技術特征

提升機型號滾 筒最大靜

張力(t)最大靜張力差(t)減速比繩速

m/s配用電機

功率kiwi

個數直徑

2JK-3.5*1.7PA23.517.011.5205.43800

JK-3.0/2013.013.0204.65630

井筒提升能力計算表

項目提升吊桶容積繩速不同井深提升能力(m3/h)

方式(m3)m/s300400500600

主鉤單鉤45.4339.3834.4430.6024.47

副鉤單鉤44.6537.0632.3228.4322.54

兩套單鉤提升能力合計76.4466.7659.0347.01

3.2.3提升設備驗算

(1)絞車強度驗算

①2JK-3.5/20型絞車最大靜張力驗算：

a.采用3.0 m3底卸式吊桶下放混凝土時,

Fj= Q+QZ+PSB·H0=6480+2165+6.24×636=12613.64kg<17000kg，符合要求。

式中：Q——提升物料荷載Q=3×2400×0.9=6480kg

QZ——吊桶、鉤頭、鉤頭連接裝置、滑架重量;底卸式吊桶重1754kg、

鉤頭重215kg、滑架重196kg; QZ=2165kg;

PSB——φ40mm鋼絲繩每米單重，PSB=6.24kg/m

H0——最大提升高度，取H0=636m

b.利用4m3吊桶提升矸石時最大靜張力驗算

井筒垂深200-500m時

Fj= Q+QZ+PSB·H0=+ QZ+PSB·H0

=7360+1941+6.24×530=12608.2<17000kg，符合要求。

井筒垂深500m以下時，吊桶裝滿係數取0.8，則：

Fj= Q+QZ+PSB·H0=+ QZ+PSB·H0

=6542.2+1941+6.24×636=10510.84<17000kg，符合要求。

式中: VTB——標準吊桶容積，VTB =4 m3

γg——岩石鬆散容重，取 γg =1600kg/m3

γsh——水容重，取 Ks =1000 kg/m3

Ks——岩石鬆散係數，1.8～2.0，取 γsh =1.8

Km——裝滿係數，取0.9(垂深500m以下取0.8)

Qz——吊桶、鉤頭、滑架重量(4m3吊桶重1530kg,11噸鉤頭重215kg,滑架

重196kg),QZ=1530+215+196=1941kg

PSB——φ40mm鋼絲繩每米單重，PSB=6.24kg/m

H0——提升高度，H0=500+30=530m

c.井筒垂深200m以上采用5m3吊桶提升時，

Fj= Q+QZ+PSB·H0=+ QZ+PSB·H0

=9200+2101+6.24×200=12549kg<17000kg，符合要求。

式中： VTB——標準吊桶容積，VTB =5 m3

γg——岩石鬆散容重，1600kg/m3

γsh——水容重，取 Ks =1000 kg/m3

Ks——岩石鬆散係數，1.8～2.0，取 γsh =1.8

Km——裝滿係數，取0.9

Qz——吊桶、鉤頭、滑架重量(5m3吊桶重1690kg;鉤頭重215kg;滑架重196kg)

PSB——φ40mm鋼絲繩每米單重，PSB=6.24kg/m

H0——提升高度，H0=200+30=230m

②JK-3.0/20型絞車強度驗算：

a.采用3.0 m3底卸式吊桶下放混凝土時,

井筒垂深460m以上：

Fj= Q1+QZ+PSB·H0=6480+2165+6.24×490=11702.6kg<13000kg，符合要求。

井筒垂深460m以下：

Fj= Q2+QZ+PSB·H0=5040+2165+6.24×636=11173.64kg<13000kg，符合要求。

式中：Q——提升物料荷載，井筒垂深460m以上吊桶裝滿係數0.9、以下0.7，

Q1=3×2400×0.9=6480kg，Q2=3×2400×0.8=5760kg

QZ——吊桶、鉤頭、鉤頭連接裝置、滑架重量;底卸式吊桶重1754kg、

鉤頭重215kg、滑架重196kg; QZ=2165kg;

PSB——φ40mm鋼絲繩每米單重，PSB=6.24kg/m

H0——最大提升高度，取H0=636m

b.利用4m3吊桶提升矸石時最大靜張力驗算

井筒垂深350m以上時

Fj= Q+QZ+PSB·H0=+ QZ+PSB·H0

=7360+1941+6.24×380=11672.2<13000kg，符合要求。

井筒垂深350m以下時，吊桶裝滿係數取0.8，則：

Fj= Q+QZ+PSB·H0=+ QZ+PSB·H0

=6542.2+1941+6.24×636=10510.84<13000kg，符合要求。

式中: VTB——標準吊桶容積，VTB =4 m3

γg——岩石鬆散容重，取 γg =1600kg/m3

γsh——水容重，取 Ks =1000 kg/m3

Ks——岩石鬆散係數，1.8～2.0，取 γsh =1.8

Km——裝滿係數，取0.9(垂深460m以下取0.8)

Qz——吊桶、鉤頭、滑架重量(4m3吊桶重1530kg,11噸鉤頭重215kg,滑架

重196kg),QZ=1530+215+196=1941kg

PSB——φ40mm鋼絲繩每米單重，PSB=6.24kg/m

H0——提升高度，H0=500+30=530m

(2)電動機功率校核

主提電動機功率校核

P=Fg×Vm÷102÷ηc=12613.64×5.43÷102÷0.85=790kw<800kw 滿足使用要求。

副提電動機功率校核

P=Fg×Vm÷102÷ηc=11672.2×4.65÷102÷0.85=626kw<630kw滿足使用要求。

3.2.2排水

當湧水量小於10m3/h時，用QOB-15N隔膜泵排到吊桶內提到地麵排放，當井筒內湧水量大於10m3/h時，采用一台DC50-80×8型臥泵排水。

3.2.3通風

3.2.3.1掘進工作麵需風量計算

(1)按掘進工作麵爆破排除炮煙所需風量計算

Qp=7.8×{KA(S×L)2｝1/3/T

式中　 Qp――掘進工作麵所需風量，m3/min

K――淋水係數　　取0.3

A——一次起爆炸藥量，取448.2 kg

S――巷道淨斷麵，取55.4m2

T――炮後排煙時間，取50min

L――稀釋炮煙長度，取350m

Q=577 m3/min

(2)按掘進工作麵同時工作的最多人數所需風量計算

Qr=4×N=4×30=120 m3/min

式中　 Qr ――掘進工作麵所需風量，m3/min

N ――掘進工作麵最多人數，取30人

(3)按風速計算

巷道最低風速取0.15 m/s ，最高風速取4 m/s

Qmax=4×S×60=4×55.4×60=13296 m3/min

Qmin=0.15×S×60=0.15×55.4×60=499 m3/min

式中 S――巷道淨斷麵，取55.4m2

根據以上按排除炮煙、最低風速、工作麵同時工作的最多人數等諸因素分別計算，取其中最大值。工作麵需風量Q取577 m3/min時，滿足《規程》規定的風速要求。

3.2.3.2壓入式對旋軸流通風機選型：

根據以上分析計算，取其中最大值。掘進工作麵需風量Q取577 m3/min，能完全滿足施工要求。

(一)對旋軸流通風機工作風壓計算

1、風筒風阻計算

因為副立井井筒深度為609米，導風風筒全長按635米計算，采用直徑1000㎜的膠質風筒，每節風筒長為10米。

①風筒摩擦風阻

R摩=6.48×α×L/D5=6.48×0.0029×635/1.05=11.9 N﹒s2﹒m-8

式中　R摩--風筒摩擦風阻，N﹒s2﹒m-8

α――膠質風筒的摩擦阻力係數，N﹒s2﹒m-4，取0.0029 N﹒s2﹒m-4

D――風筒直徑，取1.0 m

L――風筒總長，取635 m

②風筒出口局部風阻 R出=ζo×ρ/(2S2)=1.0×1.2/2/0.7852=1.0 N﹒s2﹒m-8

式中 R出――風筒出口局部風阻，N﹒s2﹒m-8

ζo――風筒出口局部阻力係數，取1.0

ρ ――空氣密度，取1.2 kg/m3

S ――風筒斷麵積，取0.785 m2

③局扇出口局部風阻 R扇出=ζf×ρ/(2S2)=0.6×1.2/2/0.7852=0.6 N﹒s2﹒m-8

式中 R扇出――局扇出口局部風阻，N﹒s2﹒m-8

ζf――局扇出口局部阻力係數，取0.6

ρ ――空氣密度，取1.2 kg/m3

S ――風筒斷麵積，取0.785 m2

④風筒接頭局部風阻 R接=ζj×ρ/(2S2)

式中 R接――風筒接頭局部風阻，N﹒s2﹒m-8

ζf――風筒接頭局部阻力係數，取0.03

ρ ――空氣密度，取1.2 kg/m3

S ――風筒斷麵積，取0.785 m2

R接=0.03×1.2/2/0.7852=0.03 N﹒s2﹒m-8

R接總= R接×L/10=0.03×635/10=1.9 N﹒s2﹒m-8

⑤風筒拐彎局部風阻 R拐=ζ拐×ρ/(2S2)

式中 R接――風筒拐彎局部風阻，N﹒s2﹒m-8

ζ拐――風筒拐彎局部阻力係數，取1.6

ρ ――空氣密度，取1.2 kg/m3

S ――風筒斷麵積，取0.785m2

R拐=1.6×1.2/2/0.7852=1.56 N﹒s2﹒m-8

風筒的總風阻

R=R摩+R局=R摩+R出+R扇出+R接總+ R拐

=11.9+1.0+0.6+1.9+1.56=17 N﹒s2﹒m-8

2、漏風係數計算

式中 L――風筒長度，L=635 m

P100――百米漏風率，P100=3%

3、通風機的工作參數計算

通風機工作參數計算

掘進工作麵所需風量：Qh=577 m3/min，即9.6 m3/s

通風機的工作風量：Qa =Pq×Qh=1.24×9.6 =11.9 m3/s

通風機全壓：Ht=RQaQh+hvo=RQaQh+0.811ρQh2/D4

式中　 Ht――通風機全壓，Pa

R――風筒的總風阻，取17 N﹒s2﹒m-8

Qh--掘進工作麵所需風量，取9.6 m3/s

Qa--通風機的工作風量，取11.9 m3/s

hvo――風筒出口動壓損失

ρ――空氣密度 　取1.2 kg/m3

D――風筒直徑　　取1.0 m

Ht=17×11.9×9.6+0.811×1.2×9.62/1.04=2032 Pa

設計工況點：Qa=714 m3/min Ht=2032 Pa

(二) 選擇地麵壓入式對旋軸流通風機

根據需要的Qa、Ht值在各類軸流通風機特性曲線上，確定軸流通風機的合理工作範圍，選擇長期運行效率較高的通風機。

設計工況點：Qa=714 m3/min Ht=2032 Pa

風機選型：通過以上計算，可選用BSDF-2-No7.1型礦用防爆對旋軸流通風機。

性能參數：額定功率：2×37 kw，風量：480~740 m3/min，全壓：1200~6800pa，效率：≥80%，噪聲：≤84dB。頻率：50hz，電壓：380/660v。配用電機：YBF200L2-2。

通過Φ1000mm膠質風筒導風

BSDF型煤礦用防爆對旋軸流通風機主要技術參數

序號型號規格功率

kW風量

m3/min全壓

Pa電壓

V最高

全壓效率%噪聲

dBa

1BSDF-2-No7.12×37480～7401200～6800380/660≥80≤84

3.2.4壓風

根據施工方法及施工機具配備，井筒使用傘鑽進行作業時耗風量最大，Qmax=1.1×1.15×60=75.9m3/min。

地麵設臨時壓風機房一座，其內安設二台SA-250A-6K型40m3和一台SA-250A-6K型20m3螺杆式壓風機，引一趟Ф159×6mm壓風管至井口房，井筒內布置一趟Ф159×6mm鋼管。

3.2.5供水

地麵工廣施工和生活用水，利用水源井和供水係統供水。井筒施工用水，采用Φ57×3.5mm無縫鋼管作供水管，靜壓供水，井筒下部靜水壓力大時，設降壓閥調節水壓。供水管與壓風管集中布置。

3.2.6吊盤

井筒施工采用雙層鑿井吊盤，上下盤間為剛性聯接，其間距為4.0m，上層盤兼作穩繩盤，又是保護盤;下層盤為施工操作盤，吊盤直徑為φ8100mm。

3.2.7安全梯

安全梯由地麵專用5噸穩車懸吊，不通過吊盤，吊盤與工作麵設軟梯上下人員。

3.2.8砼的製作和輸送

砌壁砼由設置在井口的砼攪拌站製作，攪拌站由攪拌係統和計量係統組成。

攪拌機選用JS-1500型水平雙臥軸強製式攪拌機1台，采用PLD-1200型砂石自動計量配料係統，裝載機給料，其計量誤差小於2%，其工藝流程為：砂石用裝載機裝入儲料倉，經儲料倉下的小皮帶機順序輸入計量鬥內計量，水泥由水泥罐經水泥輸送器自動計量後輸送至上料鬥。攪拌好的砼由底卸式吊桶經分灰器澆進模板。

攪拌站設供水箱，自帶供水泵通過計時繼電器按設計用水量供給。

3.2.9信號、通訊、照明、電視監控係統

井上下信號、通訊選用常熟產的通訊信號裝置。該裝置除具備信號功能外，還配有通訊電話。

電視監控係統的設置：在吊盤、井口、卸矸台、主提絞車房、副提絞車房、南部穩車群、北部穩車群各安裝探頭，引入集中監控室，通過工業電視進行監視;同時下層吊盤下麵、井口、卸矸台的探頭引入絞車房，絞車司機可通過信號、通訊結合工業電視進行安全提升、卸矸活動。立井上下監控平麵布置示意圖見附表5。

井筒內敷設U-1000 3×10+1×4照明電纜，供電電壓127V。在上吊盤和上下盤間各設礦用防水燈兩盞，吊盤下方設投光距離遠、照度高、能耗小、防震電性能好、安全性能好的DGC175/127型隔爆投光燈兩盞，投光距離約40m。

3.2.10供電

井筒施工期間，地麵設臨時變電所一座，采用10kv進線。變電所內設置10kv總開關1台，6kv高壓開關櫃10台，其中包括總開關、聯絡開關、分路控製開關;設置4台變壓器，其中1台為地麵供電，1台為井筒供電，1台為局部通風專用變壓器 ;並設置低壓開關若幹台。主要供電設備見附表6，供電係統圖見附表7、附表8。

施工期間，主要負荷是提升絞車、壓風機、局部通風機、排水及地麵穩車群等。

根據“地麵負荷統計表”可知：地麵高壓負荷的計算功率為1930kw;地麵380v係統計算有功功率為435.4kw，計算視在功率為502kvA,為地麵供電的變壓器可選用630kvA變壓器即可，實際選用800kvA變壓器。

地麵負荷統計表

序號名 稱功率(kw)需用係數

(k)計算功率

(kw)功率因數

(cosφ)視在功率

(kvA)電壓等級

1主提絞車 8000.6 520.00.84 619.06000V

2副提絞車 630 0.65 409.50.84 487.56000V

壓風機 5000.85 425.00.84 506.0

高壓負荷小計1930 1354.51612.5

3壓風機 1300.80　104.00.84 123.8380v

4穩車群 5020.25　125.50.84 149.4380v

5絞車低壓 1350.25 33.80.84 28.4380v

6加工車間 80 0.55 440.84 51.7380v

7食堂浴池 60 0.65 390.85 45.9380v

8小水泵　15　0.85　 12.8　0.8415.0380v

9辦公 150.6 90.90 10.0380v

10職工宿舍 50 0.55 27.50.90 30.6380v

11井口動力550.45　 24.80.8529.1380v

12其他 300.5 150.84 18.1380v

地麵低壓負荷小計1072 435.4 502.0

合計 3002 1789.9 2114.5

井筒負荷統計表

序號名 稱功率(kw)需用係數

(k)計算功率

(kw)功率因數

(cosφ)視在功率

(kvA)電壓等級

(v)

1井筒排水350 0.8 280.00.84333.36000v

2噴漿機　　5.5 0.65 3.60.84 4.3660v

3其他　300.35　10.50.84 12.5660v

井筒負荷小計　 35.514.1 16.8

4局扇 74 0.95 70.30.84 83.7660v

合計 459.5 364.40.85 433.8

注:井筒排水設備選型按DC100-80×8(或×9)，配用功率為350kw,實際施工過程中可能選用DC50-80×8(或×9)，配用功率為220kw，前期還可能選用低壓供電的水泵。

根據井筒負荷統計表：(1)井筒高壓負荷為280kw;井筒低壓計算功率為14.1kw，視在功率為16.8kvA,故井筒低壓供電變壓器選用200kvA變壓器，實際選用630kvA變壓器。(2)局部通風機選用2×37kw對旋風機，為其供電的變壓器選用200kvA的礦用變壓器。

井筒施工期間,總裝機容量為3461.5kw,總計算有功功率為2154.3kw,按0.8的同時係數,則有效功率為1723kw,10kv供電時，有效電流約為124A,電源進線電纜選用25mm2電纜即可,但考慮線路壓降等因素,改選用YJV22-6/10 3×35型交聯電纜,其額定電流為165A。

主變壓器選型：根據以上計算，係統總的計算視在功率為2548.3kvA,同樣按0.8的同時係數，有效視在功率為2039kvA，故主變壓器選用2500kvA變壓器。

3.2.11鑿井測量

(1)甲方應在礦區控製網的基礎上，提供近井點和井筒十字中線基點以及水準基點，作為乙方施工測量的起算數據。

(2)由甲方提供：工廣平麵圖，井筒鎖口平斷麵圖，井筒水平斷麵和十字中線的垂直斷麵圖，井筒和各巷道硐室連接部分的施工圖。作為施工測量的標定依據。

(3)根據上述資料，做好臨時穩絞和井架基礎以及臨時鎖口的標定工作，其垂直和水平誤差不超過±10mm。

同時在封口盤上應標定井筒中心點和十字方向上的四個邊線點。邊線點至永久井筒內壁距離為50-150mm，用V口鐵板固定，便於下放鉛垂線，其誤差小於5mm，作為各硐室的施工依據。在施工過程中要定期檢測。

(4)井筒掘砌，掘進采用邊線，砌壁采用在井筒中心下放錘球為主，並輔以適當數量的邊錘線進行控製。所用的錘線鐵絲應有2倍以上的安全係數並不得有扭曲、破折和打結的現象，錘重應隨著井深而加重。當井筒超過500m時，為減少重砣擺動，可將重砣放入事先準備好的穩定液中。

(5)井筒的高程控製，采用長鋼尺導入法，將地麵水準點標高導入井下基準點上，至少丈量兩次，兩次相差少於1/8000Lm，取其平均值為最終值。

(6)馬頭門和硐室工程的水平方向，應由邊錘線采用加重重砣和擺動觀測的方法將線移設在硐室口的上方，然後用瞄直法給向。在移設過程中一定要注意邊線的自由垂下，防止有任何礙線現象，待掛上部分重砣後，可乘罐檢查，並到各層吊盤查看，最後用量距法驗準。

(7)在施工測量中，嚴格遵守《煤礦測量規程》規範要求，作好平時測量記錄，整理好原始資料，建立測量台帳，嚴格執行複測複算製度，對井下測點要作好標記，為移交作好準備。

(8)井筒竣工後，測量井壁豎直程度，每隔10-15m測量一組，每組不少於4個點。可用中線量取半徑，用邊線掌握方向，最後將檢查結果編繪成圖。

第四章 施工工藝

4.1井筒試挖及表土段施工

井筒施工所必須的臨時工程和鑿井設備設施安裝等工作全部完成後，即進行井筒開挖。

表土段采用短段掘砌混合作業方式，試挖表土掘進時，人工配合小型挖掘機裝岩挖掘。兩套單鉤4.0m3吊桶提運。試挖時，即組裝大模板實行短段掘砌，采用3.6m高MJY整體下行式金屬模板配整體鋼刃腳架砌壁，底卸式吊桶下料。

掘進過程中，挖掘一段高後，下放刃角模板，校正刃角半徑，綁紮鋼筋，再將直模板下落在刃角模板導向槽內即可澆灌砼，在澆築砼的同時，即可挖掘下段高的小井，當上段井壁澆灌完畢，隨即開幫刷大小井部分，然後將全斷麵掘至一個段高3.6m，再進入下一個循環施工。

為加快施工速度，在整體金屬模板環行刃角模板骨架內安裝一圈Φ54mm高壓膠管，均勻布置8對閘閥，形成環狀供氣係統，可同時連接16台風鎬或風鏟在相應的區域進行作業，避免吊盤下魚刺分風器使風管在工作麵相互交叉影響，擴大施工空間，改善施工環境。

進入基岩風化帶時，采取普通鑽爆法施工。

4.2.2井筒基岩段施工

采用短段掘砌混合作業方式。中深孔光麵爆破，一掘一砌，掘砌段高3.6m。

(1)鑽眼爆破

采用FJD6.7型傘鑽，YGZ-70型導軌式鑿岩機鑽眼，Φ25mm長4600mm六角形釺杆，Φ55mm一字形釺頭鑽眼;直眼分段擠壓式掏槽。

炸藥和雷管：使用T220號岩石水膠炸藥，非電毫秒延期雷管。

裝藥結構：反向裝藥結構。

起爆方式：采用塑料導爆管孔內毫秒爆破網絡，電雷管引爆，380v動力電源起爆，聯線方式串、並聯。

基岩段炮眼布置圖見圖4-1，爆破原始條件見表4-1，預期爆破效果見表4-2，爆破參數表見表4-3。施工中根據工作麵岩石軟硬程度，及時調整爆破參數，提高爆破效率。

基岩段爆破原始條件 表4-1

序 號名 稱單 位數 量備 注

1井筒深度m609

2井筒淨徑m8.4

3井筒荒徑m9.4

4掘進斷麵m269.4

5岩石條件未定

預期爆破效果表 表4-2

序號爆破指數單位數量

1炮眼利用率%86

2每循環進尺m3.6

3爆破實體岩石m3250

4炸藥單耗kg/m31.72

5雷管單耗個/m30.61

6每循環炸藥消耗量kg429.7

7每循環雷管消耗量發152.5

基岩段爆破參數表 表4-3

圈

別炮眼

名稱眼號眼數

(個)圈

徑

m眼

距

mm眼

深

m炮眼

傾角

(度)炸

藥

種

類每孔裝藥量起

爆

順

序裝藥

直徑

mm聯

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