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煤矿主副风井矿建施工组织设计

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煤矿主副风井矿建施工组织设计XX煤业XX矿主、副、风井井筒及相关硐室掘砌施工组织设计XXXX二〇一六年十二月三十日1前言XX煤业XX煤矿位于XX煤田东部,太行山南麓,行政隶属XX市所辖的XX县。井田中心西距XX12km,东南距XX县城3km,交通十分便利。矿井设计生产能力为60万t/a,效劳年限为。采用立井开拓方式,工业广场内设计三个立井,分别为主井、副井和回风井。主、副、风井井筒表土段及风化基岩采用冻结法施工,基岩段采用普通钻爆法施工。经公开招投标,由XXXX中标,承建主、副、风井井筒及相关硐室的掘砌工程,为了有方案的组织劳动力、资金、设备...

煤矿主副风井矿建施工组织设计
XX煤业XX矿主、副、风井井筒及相关硐室掘砌施工组织 设计 领导形象设计圆作业设计ao工艺污水处理厂设计附属工程施工组织设计清扫机器人结构设计 XXXX二〇一六年十二月三十日1前言XX煤业XX煤矿位于XX煤田东部,太行山南麓,行政隶属XX市所辖的XX县。井田中心西距XX12km,东南距XX县城3km,交通十分便利。矿井设计生产能力为60万t/a,效劳年限为。采用立井开拓方式,工业广场内设计三个立井,分别为主井、副井和回风井。主、副、风井井筒表土段及风化基岩采用冻结法施工,基岩段采用普通钻爆法施工。经公开招投标,由XXXX中标,承建主、副、风井井筒及相关硐室的掘砌工程,为了有 方案 气瓶 现场处置方案 .pdf气瓶 现场处置方案 .doc见习基地管理方案.doc关于群访事件的化解方案建筑工地扬尘治理专项方案下载 的组织劳动力、资金、设备及材料,努力把该工程建立成为优质、平安、快速、高效的工程,特编制本施工组织设计。本施工组织设计编制依据:1、XX煤矿主、副、风井井筒掘砌工程招标文件2、XX煤矿主、副、风井井筒掘砌工程投标书3、XX煤矿主、副、风井井筒工程施工 合同 劳动合同范本免费下载装修合同范本免费下载租赁合同免费下载房屋买卖合同下载劳务合同范本下载 4、XX煤矿主、副、风井井筒施工图5、?矿山井巷工程施工及验收标准?〔GBJ213-90〕6、?煤矿井巷工程质量检验评定标准?〔MT5009-94〕7、?普通混凝土拌合物性能试验方法?〔GBJ80-85〕8、?混凝土强度检验评定标准?〔GBJ107-87〕9、?普通混凝土配合比设计规程?〔JGJ55-2000〕10、?混凝土外加剂应用标准?〔GB50119-2003〕11、?混凝土拌合用水标准?〔JGJ68-89〕12、?建筑钢构造焊接技术规程?〔JGJ81-2002〕13、?钢构造施工质量验收标准?〔GB50205-2001〕14、?建筑工程施工质量验收统一标准?〔GB50300-2001〕15、?煤矿安装工程质量检验评定标准?〔MT5010-95〕16、?煤矿平安规程?〔2006年版〕17、?煤矿建立平安 规定 关于下班后关闭电源的规定党章中关于入党时间的规定公务员考核规定下载规定办法文件下载宁波关于闷顶的规定 ?〔1997年版〕18、?简明建井工程手册?19、?公司及XX平安质量标准化标准?20、?XX立井提升、吊挂手册?21、?煤炭工业建立工程质量技术资料管理规定?22、?煤炭工业煤矿井巷工程、建筑安装工程单位工程质量保证资料评级方法?23、GB/T19001-2000idtISO9001:2000标准本设计分文字说明书和主要施工图两局部。2概况2.1工程概况XX煤业XX矿井位于XX煤田东部,太行山南麓,行政隶属XX市所辖的XX县。井田中心西距XX12km,东南距XX县城3km。交通十分便利。矿井设计生产能力为60万t/a,效劳年限为。采用立井开拓方式,工业广场内设计三个立井,分别为主井、副井和回风井。主、副、风井井筒表土及风化基岩段均采用冻结法施工,基岩段均采用普通法施工。井筒主要技术特征见表。井筒主要技术特征表表序号工程名称单位主 井副井风井1井口坐标纬距(X)经距(Y)标高(Z)m+86.5+86.5+86.52井口自然地坪标高m3井筒深度m56154水平标高m-500-500-4855井筒净直径m6.06冻结深度m2922922887表土层厚度m8冻结段深度m2842842809砌壁厚度冻结段mm750900750基岩段mm40050040010相关硐室进风巷、箕斗装载硐室及井底巷道管子道及马头门井底巷道2.2工程地质及水文地质2.2.1工程地质根据井检孔资料,预计井筒揭露的地层由下至上分别有:山西组〔P1sh〕、下石盒子组〔P1x〕、上石盒子组〔P2s〕和第三、四系〔Q+R〕等,现分述如下:〔一〕山西组〔P1sh〕本次3个井检孔全揭露了本组地层,岩性主要由灰、深灰、灰黑色砂质泥岩、泥岩、长石石英细、中、粗粒砂岩、粉砂岩和煤层组成。厚度~,平均厚。本组砂岩较发育,据3孔统计,含细、中、粗粒砂岩3层。砂岩总厚度~,平均厚,可占总厚度的38.5%。特别是二1煤层间接顶板大占砂岩段厚度为~,平均,新主检孔大占砂岩段厚度,其岩性为细、中粒长石石英砂岩含黑色矿物,泥硅质胶结,具交织层理,层理面黑色含炭质及较多云母片,中下部夹有砂质泥岩。大占砂岩在本块段〔矿井工业广场〕范围内沉积稳定,且厚度较大,有利于井底车场和运输大巷的布设。大占砂岩下距二1煤~2.52m,平均为,中间岩性为灰黑色砂质泥岩或泥岩,较致密,含植物化石,底部有~的松软泥岩与二1煤层直接接触。〔二〕下石盒子组〔P1x〕本次3个井检孔均揭露了本组地层,厚度为,平均厚,新主检孔厚度。主要岩性由泥岩、铝质泥岩、砂质泥岩、粉砂岩和细、中、粗粒砂岩组成。主要标志层A层铝土,位于本组下部,岩性为浅灰色铝土质泥岩,中厚层状致密,含菱铁质鲕粒,厚度,一般厚,层位稳定,岩性特征明显。砂锅窑砂岩位于本组底部,岩性为灰色微带绿色,中、粗粒长石石英砂岩,含黑色矿物、泥岩包体及石英细砾,分选差,泥硅质胶结,具交织层理,具裂隙充填方解石脉。根据岩性特征和标志层层间距分析,新主检孔、副检孔本组岩层沉积层序正常,而主检孔由于遇F216断层缺失地层20m左右,且岩芯破碎,沉积层序不正常。〔三〕上石盒子组〔P2s〕本次3个井检孔均揭露了本组下部地层,揭露厚度。新主检孔厚度。岩性主要由灰色泥岩、铝质泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、细、粗粒砂岩组成。上部风化带左右,呈黄褐色、灰黄色,岩芯较破碎,具裂隙。底部为一层浅灰—灰白色,微带绿色中、粗粒长石石英砂岩,含黑色矿物,分选差,含泥岩包体及石英细砾石,泥硅质胶结,具交织层理,本层称田家沟砂岩,为划分上、下石盒子组分界的重要标志层,层位较稳定。〔四〕第三、四系〔Q+R〕本次主、副井检孔揭露厚度分别为和,新主检孔揭露厚度为。主要由灰黄色、灰色、浅灰色、棕红色粘土、钙质粘土、砂质粘土、粘土夹砾石、砾石和砂层组成。粘土类中往往含大量钙质结核,局部钙质粘土固结程度较高,呈强固结半成岩状态,亦有强固结的砂层出现〔如孔深的一层中、细砂层〕。砾石成分多以石灰岩为主,局部为粘土或钙质固结,分选差。新主检孔粘土类厚度,占总厚度的81.43%;砂、砾石厚度,占总厚度的18.57%。砂、砾石层多分布在孔深140m以下。〔五〕主、副井筒预想地质概况说明根据设计主、副井和新主检孔之间的相对位置可知,设计主井在新主检孔的浅部,井筒中心距新主检孔21m,经计算主井井筒未来挖掘时所见同一岩、土层的深度预计比新主检孔的深度要变浅1m左右;设计副井在新主检孔的深部,井筒中心距新主检孔74m,经计算副井井筒未来挖掘时所见同一岩、土层的深度预计比新主检孔的深度要延深0.3m左右;设计风井在新主检孔的深部,井筒中心距新主检孔212m,经计算风井井筒未来挖掘时所见同一岩、土层的深度预计比主井的深度要浅m左右。需要指出的是,由于设计主、副井筒和新主检孔三者位置不在同一方向上,加上新主检孔歪斜角度较小,使歪斜方位角准确度较低,会导致新主检孔的岩、土层垂深换算结果产生一定误差,加之岩、土层沉积岩性相变因素,故而预计未来井筒挖掘时的岩、土层深度和厚度亦会有一定变化。〔六〕煤层二1煤层位于山西组下部,据新主检孔资料:二1煤层上距砂锅窑砂岩,下距L9灰岩,距L8灰岩,二1煤层厚,煤层直接顶板为的粉砂岩和泥岩,间接顶板为细粒砂岩,二1煤层直接底板为的泥岩。主、副检孔这里不再详述,可参见柱状图。二1煤为灰黑色,似金属光泽,条带状构造,贝壳状、参差状断口,层状构造,以粒状、块状煤为主,次为鳞片状,视密度。二1煤层煤岩成分以亮煤为主,夹镜煤条带,局部为丝炭,具纤维状构造,属半光亮~光亮型煤。经测定新主检孔二1煤层原煤灰分为19.89%,全硫为0.24%,挥发分为10.09%,二1煤枯燥基恒容低位发热量为,相当于6500cal/g。综上所述二1煤属中灰、特低硫、高热值、优质无烟块煤〔见表〕。经新主检孔二1煤芯样测试结果,其抗碎强度为81%,巩固性系数为。井筒检查钻孔二1煤层煤质化验结果表孔号水分〔%〕灰分〔%〕挥发分〔%〕全硫〔%〕发热量〔Mj/kg〕备注新主检孔主检孔副检孔〔七〕瓦斯本次施工的3个井筒检查钻孔,均采取了二1煤层瓦斯样,其中新主检孔二1煤层瓦斯成分以沼气为主,平均占92.2%,其次为氮气和二化氧碳,瓦斯〔CH4〕平均含量为r〔详见表〕,故该矿为高瓦斯矿井。井筒检查钻孔二1煤层瓦斯测试结果表表钻孔号瓦斯成分〔%〕瓦斯含量〔ml/gr〕CO2CH4N2CO2CH4N2主检孔副检孔新主检孔注:表中所列3组数据,均为两个样品测试值和平均值〔八〕矿井工业广场构造解释根据3个井检孔所获得的新的岩、煤层成果资料和上述岩芯中所反映出的构造影响迹象,结合原有钻探、地震地质成果资料,编制了主检孔—副检孔〔A—B〕地质剖面图、新主检孔—3302孔〔C—D〕地质剖面图、修改了33线地质剖面图、修改了工业广场附近二1煤层底板等高线平面图,对矿井工业广场附近构造组合重新进展了解释,其结果是:1〕新主检孔附近未发现新的断层,F216、F4—1断层仍按原地震解释位置未改变,新主检孔岩芯完整、岩芯倾角平缓,构造简单有利于井筒布设。2〕原施工的主检孔和副检孔之间出现了一条落差20m左右的小断层,经分析认为应属F216断层的中段,故编号为F216,而原来的F216断层东段编号改为F216—1断层,应属F216断层的分支断裂,落差10m左右,由L2地震测线和三维地震线控制。3〕F216断层中段解释依据较充分:a)在A—B地质剖面中主检孔和副检孔二1煤层不连续;b)主检孔岩芯受构造影响,破碎带总厚达,并有多层断层角砾岩,P1x地层缺失20m左右,F216断层即在本段通过〔见A—B地质剖面图〕;C)地震L2和L04测线上均有断点反映;d)F216东端交于F4—1,但缺乏钻探和地震控制,位置有所摆动,中、西段控制程度较高。4〕据上述,对本矿井工业广场附近的构造组合形态重新进展解释后,地质剖面图、地震剖面图与二1煤层底板等高线平面图均相互吻合,构造解释较可靠。2.2.2水文地质根据3个井检孔所揭露含水层的岩性特征、埋藏条件、含水性、水力性质等水文地质特征,自上而下分为五个含水层组〔井筒不揭露太原组上段灰岩岩溶裂隙承压含水层组〕,表土及风化基岩段采用冻结法施工,在此不简述,其余各含水层分述如下:〔1〕断层破碎带含水层组该含水层组只在主检孔中见到,根据岩芯鉴定上自起,下至止,钻孔中破碎带厚度。岩芯受构造挤压,错动现象明显,极破碎,呈角砾状,岩性混杂,局部单一。在该段进展了稳定流抽水试验,其成果见表。据抽水资料分析,岩芯虽然极破碎,但多为闭合裂隙,张性裂隙较少,所以渗透性差,富水性弱。该层组地下水水化学类型为HCO3-Na型,矿化度,水温23℃,PH值,侵蚀性CO2为0。主检孔F216断层破碎带含水层抽水试验成果表表含水层起止深度〔m〕水位标高〔m〕含水层厚度〔m〕降深〔m〕涌水量〔L/S〕单位涌水量〔L/s·m〕渗透系数〔m/d〕影响半径〔m〕〔2〕二1煤层顶板砂岩裂隙承压含水层组该含水层组为二1煤层以上范围内的灰色细、中、粗粒砂岩组成,为二叠系下统下石盒子组底部和山西组中、上部地层。砂岩多为硅质和泥硅质胶结,含泥岩包体或夹泥岩薄层。根据岩芯鉴定,该层组裂隙仅局部发育,岩芯较完整,钻进过程中未发现冲洗液有明显消耗。新主检孔和副检孔在该层组各进展了一次稳定流抽水试验,其成果见表。从抽水成果看,该含水层组富水性不均一,补给源缺乏,含水性较弱。新主检孔矿化度,PH值,侵蚀CO2为0,属HCO3·SO4—Na型水,水温22℃;副检孔矿化度,PH值,侵蚀CO2为0,属HCO3—Na型水。二1煤层至其上的砂岩含水层之间仅有厚的泥岩和砂质泥岩层相隔,该隔水层沉积厚度不稳定,是矿坑充水的薄弱地段。二1煤底至L8间距及太原组上段灰岩埋深、厚度见表。二1煤层顶板砂岩含水层抽水试验成果表表钻孔含水层起止深度〔m〕水位标高(m)含水层厚度(m)降深(m)涌水量(L/s)单位涌水量(L/s·m)渗透系数(m/d)影响半径(m)新主检孔副检孔二1煤底至L8间距及太原组上段灰岩埋深、厚度统计表表钻孔地层二1煤L9L8L7止深(m)至L8间距(m)埋深(m)厚度(m)埋深(m)厚度(m)埋深(m)厚度(m)新主检孔主检孔副检孔〔3〕井筒预计涌水量井筒预计涌水量见表。L8灰岩涌水量是在井筒不揭露大的岩溶裂隙的情况下建议采用值,假设揭露大的岩溶裂隙,涌水量会增加数倍甚至数十倍,应重视。井筒涌水量建议采用值表2.含水层涌水量(m3/h)井筒风化带二1煤层顶板L8灰岩主井16028016副井17029517井检孔位置业主提供的井筒与三个井检孔位置关系见下表〔表〕。由此可见该三个井检孔中只有新主检孔距主井较近,对于主井井筒施工有指导意义,其余两个井检孔距主副井均在近400m距离,距风井约600m,对井筒施工借鉴意义不大,副井井筒施工时,应参照三个井检孔资料,风井井筒施工时,无井检孔资料。井筒检查钻孔测量成果表表孔号经距〔Y〕纬距〔X〕孔口标高〔H〕备注主检孔+副检孔+新主检孔+设计主井设计副井设计风井2.3施工条件工业场地现为农田,地势较为平坦,交通便利,“四通一平〞根本满足施工要求。3 施工方案 围墙砌筑施工方案免费下载道路清表施工方案下载双排脚手架施工方案脚手架专项施工方案专项施工方案脚手架 及工艺3.1锁口施工主井临时锁口:上口标高±,下口标高-8.0m,净直径m;副井临时锁口:上口标高±,下口标高-8.0m,净直径m;风井永久锁口:上口标高±,下口标高-11.0m,净直径m。主、副、风井井筒相对标高均相当于井口绝对标高+86.5m。目前永久锁口施工图未到,主、副井井筒均暂定按临时锁口施工〔上段2m为五零砖墙构造、下段素砼构造〕,风井按永久锁口施工〔钢筋砼构造〕。在冻结满足开挖条件后施工,采用挖掘机挖掘,吊桶提升,先按掘进荒径掘进〔采用临时支护〕至锁口底口,再用绳捆模板砌筑锁口素砼段,主、副井锁口在其上砌筑砖墙局部至设计位置〔砖墙后灌防水砂浆〕。锁口在施工过程中要预留出风筒等临时硐口,保证管路能顺利从封口盘下通过。工程部应根据现场情况编制防止锁口下沉专项措施报处审批。主、副井永久锁口那么在井筒施工完毕后施工〔可根据业主要求作适当调整〕。3.2井筒冻结段施工3.2.1冻结段开挖条件当井筒冻结段应具备以下条件,方准开挖:〔1〕井筒中的水文观测孔水位由开场缓升后下降而趋于稳定,然后又稳定开场逐渐上升,直到迅速上升并溢出孔口;〔2〕由测温孔和水文孔资料分析,冻结壁已开展到设计厚度;〔3〕经过试挖,证明冻结壁已实际形成并与上述的观测结果一致;〔4〕去、回路盐水温差在2℃以内;〔5〕凿井施工设备及设施已安装完毕;〔6〕各种施工材料及劳动力配齐备足。井筒开挖除了满足上述条件外,还应该综合考虑井筒能满足连续施工的条件。3.2.2施工方案主、副、风井井筒冻结表土段及冻结基岩段井壁均为双层钢筋砼构造。为加快工程施工速度,保证工程质量,冻结段外壁均采用短段掘砌施工方案,整体金属下行刃脚模板砌壁,掘砌有效段高均为~3.6m;冻结段内壁均采用金属装配式模板自下而上一次套内壁施工。3.2.3井筒试挖段掘砌施工当满足上述试挖条件后,井筒便可以试挖。主井采用人工配合中心回转抓岩机挖土,副井采用挖机与中心回转配合挖土,风井采用人工配合挖掘机或中心回转抓岩机挖掘,外壁支护采用整体金属下行钢模板〔段高〕。试挖段掘进时,先掘净径以内的土层,段高够左右,然后刷帮至掘进荒径,再全断面掘够掘进段高砌筑外壁。井壁砼由井口砼搅拌站配制,采用底卸式吊桶下料,入模砼采用振动棒通过合茬窗口进展分层震捣。试挖段深度应以满足工作盘和中心回转抓岩机安装为宜,深度不少于20m。3.2.4冻结段掘进表土段均采用全断面一次掘进,挖掘方式同试挖段施工,副、风井在工作面采用挖掘机挖土,副井实现挖掘机与中心回转抓岩机配套作业。冻结基岩段均采用钻爆法掘进,主、风井采用型〔副井采用FJD-6A型〕伞钻配YGZ-70型凿岩机凿岩,爆破材料均采用T220防冻水胶炸药,毫秒延期导爆管雷管。爆破图表见图及表~。根据表土段土层的固结程度和硬度,均可能采用钻爆法施工。冻结基岩段爆破原始条件   表主序号名称单位数量备注1井筒净直径m2井筒荒径m3井筒掘进断面m24岩石条件f4~65雷管毫秒延期导爆管雷管6炸药〔Ø45〕m/卷、kg/卷0.4、T220型防冻水胶炸药冻结基岩段爆破参数表表主圈别每圈眼数(个)眼深(mm)眼装药量(kg/眼)炮眼角度(°)圈径(mm)总装药量(kg)眼间距(mm)起爆顺序联线方式164200901600800Ⅰ并联2114000902950829Ⅱ并联3164000904300845Ⅲ并联4304000895300542Ⅳ并联合计63161冻结基岩段预期爆破效果表主序号爆破指标单位数量1炮眼利用率%902每循环爆破进尺m3每循环爆破实体矸石量m34每循环炸药消耗量Kg1615单位原岩炸药消耗量Kg/m31.886每米井筒炸药消耗量Kg/m7每循环雷管消耗量个638单位原岩雷管消耗量个/m30.739每米井筒雷管消耗量个/m冻结基岩段爆破原始条件   表副序号名称单位数量备注1井筒净直径m2井筒荒径m3井筒掘进断面m24岩石条件f4~65雷管毫秒延期导爆管雷管6炸药〔Ø45〕m/卷、kg/卷0.4、T220型防冻水胶炸药冻结基岩段爆破参数表表副圈别每圈眼数(个)眼深(mm)眼装药量(kg/眼)炮眼角度(°)圈径(mm)总装药量(kg)眼间距(mm)起爆顺序联线方式164200901800900Ⅰ并联212400090330042854Ⅱ并联318400090480054834Ⅲ并联4234000906300858Ⅳ并联5424000897500560Ⅴ并联合计101冻结基岩段预期爆破效果表副序号爆破指标单位数量1炮眼利用率%902每循环爆破进尺m3每循环爆破实体矸石量m34每循环炸药消耗量Kg5单位原岩炸药消耗量Kg/m36每米井筒炸药消耗量Kg/m7每循环雷管消耗量个1018单位原岩雷管消耗量个/m39每米井筒雷管消耗量个/m冻结基岩段爆破原始条件   表风序号名称单位数量备注1井筒净直径m2井筒荒径m3井筒掘进断面m24岩石条件f4~65雷管毫秒延期导爆管雷管6炸药〔Ø45〕m/卷、kg/卷0.4、T220型防冻水胶炸药冻结基岩段爆破参数表表风圈别每圈眼数(个)眼深(mm)眼装药量(kg/眼)炮眼角度(°)圈径(mm)总装药量(kg)眼间距(mm)起爆顺序联线方式164200901600800Ⅰ并联212400090315042815Ⅱ并联3174000904700864Ⅲ并联4334000895800551Ⅳ并联合计68冻结基岩段预期爆破效果表风序号爆破指标单位数量1炮眼利用率%902每循环爆破进尺m3每循环爆破实体矸石量m34每循环炸药消耗量Kg5单位原岩炸药消耗量Kg/m36每米井筒炸药消耗量Kg/m7每循环雷管消耗量个688单位原岩雷管消耗量个/m39每米井筒雷管消耗量个/m3.2.5冻结段外壁施工冻结段外壁均采用整体金属下行刃脚钢模板砌筑,模板均由直模和刃脚两局部构成整体。直模均由地面稳车悬吊,刃脚均由螺栓连在直模上〔另配6根保险绳〕,刃脚的高度均与竖向钢筋的预留接头长度〔机械螺纹连接〕一致。外壁〔单排钢筋砼构造〕施工的工艺为:在工作面掘够一个段高后,安装泡沫板,然后绑扎〔安装〕钢筋、砂子回填竖向钢筋的搭接局部,最后落刃脚模板到工作面找正、浇灌砼。砼均由地面搅拌站配制,根据不同深度井壁砼强度设计的要求,及时调整配合比。砼输送均采用底卸式吊桶下料,入模砼均采用振动棒通过合茬窗口进展分层震捣。3.2.6膨胀粘土层的施工根据井筒检查孔资料,推算主/副/风井筒穿过的冲积层厚度约为214.1/21/1m左右,粘土类地层具有一定的膨胀性。我单位已施工的梁宝寺副井、济西副井、张集北区回风井、彭庄主副井、郭屯副井、郓城主井、薛湖主副风井等井筒,均为目前国内立井冻结段穿过较厚膨胀性表土层的典型矿井。通过以上立井井筒的施工,我单位在施工深厚表土层和膨胀粘土层等方面,积累了丰富的成功经历,针对该井筒穿过的地层特点,根据膨胀粘土层的实际情况可以采取缩小段高、加厚铺设泡沫塑料板、控制循环时间、组织快速施工,采用高强度、高性能砼提高砼强度、加强冻结等措施,以确保顺利通过。3.2.7冻结段内壁施工〔1〕施工方案根据主、副、风井井筒冻结段井壁构造设计及冻结壁强度分析,采用12套1.2m段高的金属装配式块模自下而上一次套内壁的施工方案施工内层井壁。采用金属装配式块模倒模法施工时,采用12套金属组装模板〔段高1.2m〕循环倒用,利用三层吊盘和一层辅助盘施工,模板倒换采用大抓绳通过大抓孔口从辅助盘提到吊盘下层盘组装。壁座段浇筑施工完一个循环井壁〔12套块模〕后,在吊盘吊挂辅助盘,辅助盘与吊盘的下层盘间距为一个循环段高〔m〕;辅助盘均用四根钢丝绳〔Φ28〕悬吊在吊盘下,作为拆模及井壁修饰、洒水养护的工作盘;为防止辅助盘倾斜,在辅助盘下设置导向装置〔主井高度不小于1.3m、副井高度不小于1.6m、风井高度不小于1.4m〕,以防辅助盘翻转倾斜。上层吊盘作为铺设聚氯乙烯塑料薄膜、设分灰器放灰施工盘,中层吊盘作为绑扎外层钢筋施工盘,下层吊盘作为绑扎内层钢筋、稳模、砼入模振捣施工的操作盘。内壁浇注砼采用底卸式吊桶下料,砼下至上吊盘经分灰器、溜灰管入模。〔2〕井壁外表修饰和养护井壁外表修饰和养护工作在辅助盘进展。在辅助盘上设洒水管,脱模后定期对砼井壁洒水养护。〔3〕停套措施及施工缝处理套壁施工要求连续作业,但在实际施工中,可能会发生意外停顿。此时应对停工造成的施工缝应根据具体情况分别处理,严重时可将外表残渣去除,滑模滑升按初滑程序执行。〔4〕模板中心、水平测量及调整采用铅垂法测量模板中心,在下吊盘挂中线重锤进展测量,测量前应观察中线是否碰盘及其他井筒设施,第一段高用水准仪找平块模底口,保证块模的水平度符合设计要求。〔5〕井壁吊挂撤除筑壁过程中,井筒外井壁吊挂的压风管、供水管及风筒等随着套壁的不断进展逐段撤除,撤除工作在吊盘上进展,拆下的管路运到地面。套完内壁后,落吊盘时,再按设计重新吊挂风水管路及其他管线。〔6〕钢筋的绑扎竖筋均采用直螺纹套管连接,环筋采用钢筋搭接方式,搭接长度为35d(d为钢筋直径),同一截面钢筋搭接面积不得大于钢筋总面积的25%,并应均匀分布。钢筋保护层厚度:外壁外层为100mm,内壁内层为70mm(均以环筋中心至井壁边缘为准)。主、副、风井内壁内层钢筋布置:环、竖筋均为φ25@250mm。〔7〕壁座施工井筒基岩段掘砌施工至壁座上口后,按照设计要求掘进,并采用锚网喷一次支护将井筒掘进至壁座底口,然后正常掘进井筒至一个施工段高,扎筋、立模浇筑砼施工。锚网喷支护可采用φ45mm全长锚固管缝式锚杆〔间排距900mm左右〕和φ6mm钢筋网〔网格100×100mm〕施工。锚杆施工时,应根据冻结管实际偏斜情况布孔,防止打穿冻结管。〔8〕施工本卷须知该模板的特点是可自下而上连续砌筑井壁,无施工缝,有利于提高内层井壁的隔水性能。为保证内壁砼质量,套砌内壁时,需采取有效措施将外层井壁内外表冰霜去除干净,必须严格控制砼配合比、坍落度与入模温度;对于高标号砼,应采取适当增添缓凝剂、减少水泥用量、调整砼塌落度等措施,防出现砼沾模或井壁龟裂等现象。如果出现停浇时,要按措施要求处理好施工缝,模板每次拆模后均严格清理干净再涂刷脱模剂后使用。砼均由地面搅拌站配制,经底卸式吊桶下料,插入式震动棒震捣。砼拆模后即可进展洒水养护,脱模后的砼应加强洒水养护,防井壁出现龟裂现象。3.3井筒基岩段施工3.3.1施工方案井筒基岩段均采用立井机械化快速施工工法进展施工,该工法已被国家建立部评为国家级工法。应用该工法施工,井帮围岩暴露时间短,施工平安,简化了施工工序,辅助时间少,并能实现工种专业化,有利于提高工人的操作技术水平,实现正规循环,保证工程施工质量和进度。井筒内均设置三层凿井吊盘,下层吊盘安设1台中心回转抓岩机出矸,中层吊盘设排水卧泵,上层吊盘设水箱排水。三井均采用整体金属下行刃脚模板筑壁,模板均由地面稳车悬吊。砌壁砼均由地面砼搅拌站提供,再由底卸式吊桶下料,入模砼均采用振动棒震捣密实。三井均选用伞钻凿岩,压风管、供水管、排水管、风筒均沿井壁吊挂,以加大井内提升空间。主、风井井筒各布置1套单钩提升,副井井筒布置2套单钩提升;排矸均采用挂钩式翻矸入自卸汽车排至指定排矸地点。井筒机械化装备见表3。所有设备进场前均应由机电管理科确认。3.3.2井筒基岩段掘进采用钻爆法掘进。设备及材料为:主、风井采用型〔副井FJD-6A型〕伞钻配YGZ-70型凿岩机凿岩,B25×4500mm六角中空合金钢钎〔副井为B25×5000mm〕,Φ55mm十字型合金钻头;爆破材料采用T220型高威力水胶炸药,毫秒延期导爆管雷管。采用光面、光底、弱震、弱冲深孔爆破技术,详见爆破图表:图和表。井筒主要施工机械化配备表表3.3.1主序号设备名称型号规格单位数量备注1提升井架Ⅳ座1非标绞车台1800KW吊桶3个2/2吊桶个2/2其中一个备用2稳车JZ2-10/600台12吊盘4台、模板3台、抓岩机、稳绳、平安梯、动力电缆、放炮电缆各1台3伞钻配YGZ-70型部14抓岩机HZ-4型台15装载机ZL-50台2三井共用6汽车10T辆2自卸式7离心式风机台155~75kw8卧泵DC50-80/7台2其中一台备用9搅拌机JS1000台110砼配料机PLD1600套111吊盘Φm副1m〕12压风机5L-40/8、4L-20/8台6+2三井共用13外壁模板Φm(整体金属钢模板)套1.6m套壁模板Φm(金属装配式模板〕套12高度为1.2m14基岩段模板Φm(整体金属钢模板)套1m井筒主要施工机械化配备表表3副序号设备名称型号规格单位数量备注1提升井架永久座1绞车JKZ台11000KW绞车20台1570KW吊桶5/4//2m3个2/2/2/2吊桶DX-3/个2/2其中一个备用2稳车JZ2-16/800台5吊盘4台、抓岩机1台JZ2-10/600台8稳绳2台、模板4台动力、放炮电缆各1台JZA-5/800台1平安梯3伞钻FJD-6A配YGZ-70型部14抓岩机HZ-6型台2其中一台备用5装载机ZL-50台2三井共用6汽车10T辆4自卸式7离心式风机台155~75kw8卧泵DC50-80/8台2其中一台备用9搅拌机JS1500台110砼配料机PLD1600套111吊盘Φ副1三层吊盘〔层间距m〕12压风机5L-40/8、4L-20/8台6+2三井共用13外壁模板Φ6.9m(整体金属钢模板)套1段高为.6m套壁模板Φ(金属装配式模板〕套12高度为1.2m14基岩段模板Φ(整体金属钢模板)套1段高为m井筒主要施工机械化配备表表3.3.1风序号设备名称型号规格单位数量备注1提升井架ⅣG座1绞车台11000KW吊桶4/3m3个2/2吊桶DX-3/2个2/2其中一个备用2稳车JZ2-10/600台12吊盘4台、模板3台、抓岩机、稳绳、平安梯、动力电缆、放炮电缆各1台3伞钻配YGZ-70型部14抓岩机HZ-4型台15装载机ZL-50台2三井共用6汽车10T辆2自卸式7离心式风机台155~75kw8卧泵DC50-80/7台2其中一台备用9搅拌机JS1000台110砼配料机PLD1600套111吊盘副1三层吊盘〔层间距m〕12压风机5L-40/8、4L-20/8台6+2三井共用13外壁模板Φ5.3m(整体金属钢模板)套1段高为.6m套壁模板Φ4.5m(金属装配式模板〕套12高度为1.2m14基岩段模板Φ4.5m(整体金属钢模板)套1段高为爆破原始条件 表3.3.2.1主序号名称单位数量备注1井筒净径m2井筒荒径m3井筒掘进断面m24岩石条件f4~65雷管毫秒延期导爆管雷管6炸药〔Ø45〕m/卷、kg/卷、T220型高威力水胶炸药爆破参数表表3.3.2.2主圈别每圈眼数(个)眼深(mm)眼装药量(kg/眼)炮眼角度(°)圈径(mm)总装药量(kg)眼间距(mm)起爆顺序联线方式164200901700850Ⅰ并联2124000903300854Ⅱ并联3264000894500542Ⅲ并联合计44预期爆破效果表3.3.2.3主序号爆破指标单位数量1炮眼利用率%902每循环爆破进尺m3每循环爆破实体矸石量m34每循环炸药消耗量kg5单位原岩炸药消耗量kg/m36每米井筒炸药消耗量kg/m7每循环雷管消耗量个448单位原岩雷管消耗量个/m39每米井筒雷管消耗量个/m本卷须知:施工过程中,应根据井筒实际揭露的地质条件适时调整爆破参数,以到达最正确爆破效果。爆破原始条件 表3.3.2.1副序号名称单位数量备注1井筒净径m2井筒荒径m3井筒掘进断面m24岩石条件f4~65雷管毫秒延期导爆管雷管6炸药〔Ø45〕m/卷、kg/卷、T220型高威力水胶炸药爆破参数表表3.3.2.2副圈别每圈眼数(个)眼深(mm)眼装药量(kg/眼)炮眼角度(°)圈径(mm)总装药量(kg)眼间距(mm)起爆顺序联线方式164700901800900Ⅰ并联2134500903600862Ⅱ并联3204500905400845Ⅲ并联4384500896700553Ⅳ并联合计77预期爆破效果表3.3.2.3副序号爆破指标单位数量1炮眼利用率%892每循环爆破进尺m3每循环爆破实体矸石量m31544每循环炸药消耗量kg5单位原岩炸药消耗量kg/m36每米井筒炸药消耗量kg/m7每循环雷管消耗量个8单位原岩雷管消耗量个/m39每米井筒雷管消耗量个/m本卷须知:施工过程中,应根据井筒实际揭露的地质条件适时调整爆破参数,以到达最正确爆破效果。爆破原始条件 表3.3.2.1风序号名称单位数量备注1井筒净径m2井筒荒径m3井筒掘进断面m24岩石条件f4~65雷管毫秒延期导爆管雷管6炸药〔Ø45〕m/卷、kg/卷、T220型高威力水胶炸药爆破参数表表3.3.2.2风圈别每圈眼数(个)眼深(mm)眼装药量(kg/眼)炮眼角度(°)圈径(mm)总装药量(kg)眼间距(mm)起爆顺序联线方式164200901900950Ⅰ并联2144000903700823Ⅱ并联3294000895000541Ⅲ并联合计49预期爆破效果表3风序号爆破指标单位数量1炮眼利用率%902每循环爆破进尺m3每循环爆破实体矸石量m34每循环炸药消耗量kg5单位原岩炸药消耗量kg/m31.446每米井筒炸药消耗量kg/m7每循环雷管消耗量个498单位原岩雷管消耗量个/m30.629每米井筒雷管消耗量个/m本卷须知:施工过程中,应根据井筒实际揭露的地质条件适时调整爆破参数,以到达最正确爆破效果。3.3.3井筒基岩段砌壁砌壁选用MJY型整体金属下行钢模板〔带刃脚〕,砌壁段高为〔副井为〕,与深孔光爆相结合,实现了一掘一砌正规循环作业。模板由地面稳车悬吊,实行集中控制,该模板整体强度大,不易变形,接茬严密无错台。单缝式液压脱模机构操作方便,砼由地面搅拌站拌制,底卸式吊桶下料。井筒破碎带施工井筒施工过程中,很可能穿过断层破碎带及见水膨胀的软弱地层,应根据围岩稳定性及破碎情况采用锚网喷等临时支护或缩短施工段高的方式通过,并采取加强排水,防围岩被水浸泡等措施,可以确保施工平安。3.4井筒相关硐室的施工根据工程水文地质、工程进展情况及业主要求,相关硐室开口段均采用与井筒同时施工的方案。硐室开口与井筒同时施工时,待井筒施工至硐室顶板上方左右时,先砌好上部井壁后,再分别掘出硐室及其相关井筒段,然后自下而上同时浇筑井筒和硐室砼井壁,经历收合格后,方可进展下部工程施工;开口以外段均在开口段施工完毕后,根据硐室或巷道的断面尺寸采用全断面或台阶式掘进,同时进展锚网喷临时支护,最后进展永久支护。硐室采用钻爆法掘进,采用气腿式凿岩机凿岩、光面爆破,由3耙矸机配合中心回转抓岩机装罐升井施工。现浇砼支护工程同井筒施工,保证施工质量,提高施工效率。3.5井筒过煤层施工根据招标文件及井筒检查孔资料,该矿井属高瓦斯矿井。副井井筒将穿过二1煤〔主风井可能不过煤层〕,必须在揭煤前验证煤和瓦斯是否还存在突出的危险性。首先,当井筒工作面施工距煤层法距10m位置,打两个前探钻孔及测压孔,查明煤层赋存情况,同时测定瓦斯压力,并取煤样送检,化验被揭煤层的巩固性系数f值、瓦斯放散初速度△P,及吸附常数a、b值等瓦斯参数资料,进展煤层突出危险性预测。当预测为突出危险性时,我们将采取预抽或钻孔排放等防突措施,再经效果检验有效后,用震动放炮揭开或揭穿煤层。施工前将编制揭煤专项施工组织设计指导施工。3.6井筒基岩段综合防治水〔1〕工作面探注该三个井筒基岩段主要含水层为断层破碎带含水层和二1煤层顶板砂岩裂隙承压含水层组,预计涌水量较大,必须坚持“有疑必探、先探后掘〞的施工原那么。在距预计的断层及含水层不少于10m处进展工作面探水预注浆工作,另外副井井筒落底前,应采用伞钻对其下部的灰岩进展边探边掘,并视探水情况确定是否注浆的防治水方案。根据钻孔出水量计算井筒涌水量,当预计井筒最大涌水量小于10m3/h时,采取强排水法施工,当预计井筒最大涌水量大于10m3/h时,采取工作面预注浆法施工,施工前将编制探水注浆专项施工组织设计,确保施工平安。〔2〕工作面排水在井壁安设一趟Ф159mm排水管路,在吊盘安装1台50m3/h的卧泵进展排水。〔3〕堵水对基岩壁后水采取充填注浆法堵水。该方法是利用风钻施工Ф42mm注浆孔,预埋Ф40mm无缝钢管作注浆管,无缝钢管顶端安装高压球阀,在工作面利用2TG-60/210型注浆泵进展注浆堵水、加固。〔4〕截水当井壁淋水较大时,采用截水槽截住井壁淋水,以防井壁淋水进入砼影响井壁质量。〔5〕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,采用壁后预埋集水箱集水,用高压软管将水导出,以防涌水沿壁后进入工作面。当吊盘通过该位置时,在吊盘上进展壁后注浆堵水。井筒落底后,假设井筒涌水量大于6m3/h时,进展一次全井筒壁后注浆,使成井总涌水量符合标准要求。3.7井壁砼配制及质量保证措施主井井筒设计砼井壁强度分C30、C40、C50、C60、C65五种,副井井筒设计砼井壁强度分C30、C40、C50、C75四种,风井井筒设计砼井壁强度分C30、C40、C50、C70四种。实际确定C30、C40砼采用普通硅酸盐水泥、含泥量小于1%的干净中粗河砂〔或机制砂〕、粒径20~40mm的干净灰岩碎石、中性淡水等合格的原料配制井壁砼。C50及以上的砼为高强砼,且为低水化热、早强、高强混凝土〔外壁〕和低水化热、防裂高性能混凝土〔内壁〕。为此要对原材料质量严格把关,并严格按混凝土配比进展配制混凝土。根据施工经历:水泥选用普通硅酸盐水泥;石子为干净的连续级配粒径为5~25mm的石灰岩碎石;砂子为含泥量小于1%的细度模数的中粒砂或中粗砂〔或机制砂〕;搅拌用水为中性淡水;按配比要求添加增强防水剂、早强剂和减水剂〔按照?简明建井手册?有关规定执行〕。采用强制式砼搅拌机拌料,每次纯搅拌时间不小于3min。砼的配合比经有资质的质检站进展配合比试验,根据质检站提供的砼配合比配制砼。4凿井辅助系统4.1凿井设备布置主、副井均布置1套单钩提升〔副井布置2套〕;伞钻凿岩;井筒内布置1台中心回转式抓岩机出矸;井筒内压风管、供水管、排水管及风筒等均采用井壁固定工艺。井筒断面布置见图SXHZ-2-201、SXHF-2-201、SXHHF-2-201,地面稳绞布置见图SXHZ-2-301、SXHZ-2-302,SXHF-2-301、SXHF-2-302,SXHHF-2-301、SXHHF-2-302。4.2提升系统提升井架主井利用IV型〔非标〕凿井井架凿井,副井利用永久井架凿井,风井利用ⅣG型凿井井架凿井。提升绞车主井布置1台20型绞车提升,副井布置1台型和一台20型绞车提升,风井布置1台型绞车提升。绞车技术参数见附表4。绞车主要技术参数表表型号最大静张力(kg)最大静拉力差(kg)提升速度(m/s)最大绳径(mm)钢丝绳最大破断力(kg)电机功率(KW)最大提升高度〔m〕17000115005.3(591转)Φ43118500800二层745150005.6(592转)Φ401214921000二层932209000(740转)Φ3068339570二层94217000115005.4(592转)Φ431185001000二层7454.2.3提升能力提升能力见表。井筒不同深度的提升能力表表提升方式提升机型号提升机数量〔台〕吊桶容积(m3)井筒深度〔m〕100200300400500600700提升能力〔m3/h〕副井2套单钩15/4201/2主井1套单钩1风井1套单钩14/3说明:提升能力满足井筒不同时期的施工要求。提升系统选择计算4.2.4.1主井2JK-3.5/20型绞车计算①计算提升高度:H0=5+23.76〕+0.75+1.5=611m,取614m。②设计选用18×7-30-1770型钢丝绳作为提升绳,绳重,钢丝破断拉力总和为68339kg。③提升容器自重:3矸石吊桶:Qz=1049+145+195+16.45=1405kg〔7T钩头〕④提升载荷:3m3吊桶〔矸石〕:Q=0.9×3×1600=4320kg3吊桶〔矸石〕:Q=0.9×2.7×1600+0.9×(1-1/2)×2.7×1000=5103kgHZ-4型中心回转抓岩机解体重量小于5000kg,型伞钻Qo=5500kg;提升钢丝绳重:3m3吊桶提升300m时绳长327.5m,重1150kg;伞钻及3吊桶提升5m时绳长614m,重2155kg。单层单车1T罐笼自重1960kg;1T矿车自重592kg;提升5m钢丝绳重2155kg;1吨矿车矸石重Q=0.9×1.1×1600=1584kg。⑤提升钢丝绳静张力:3m3吊桶〔提升300m〕:Q=1405+4320+1150=6875kgm3吊桶〔提升5m〕:Q=1405+5103+2155=8663kg伞钻〔提升5m〕:Q=356+5500+2155=8011kg单层单车1T罐笼提矸〔5m〕:Q=1960+592+1584+2155=6291kg该载荷均小于绞车钢丝绳最大静张力11500kg,满足使用。⑥验算提升绳平安系数Ma:Ma=68339/8663=7.89,满足规程要求。⑦电机功率验算:Po=QoWπD/〔102×η×60×i〕=8663×591×π〔102×0.85×60×20〕=541kW<800kW〔绞车电机功率〕,满足使用。结论:提升绞车挂3m3矸石吊桶及2m3砼吊桶提升施工完冻结段,更换3矸石吊桶及3砼吊桶提升施工,但以上计算结果为理论数据,实际施工时,应根据实际情况调整,绞车实际电流不得超过其额定电流,确保施工平安。⑧提升偏角验算滚筒中心与天轮中心距离为,钢丝绳距提升中心线的最大偏移量为。钢丝绳最大偏角α=arctg〔〕=1.48°<1.5°,满足要求。⑨提升过卷高度验算〔3m3吊桶为例〕绞车最大绳速为5.3m/sh4=H-(h1+h2+h3+0.5R)=24.96-〔+1.5+6.49+0.75〕=m,式中:H—井架高度即井口水平到天轮平台的距离,mh1—翻矸台高度,取mh2—吊桶卸矸所需高度,h3—吊桶、钩头、连接装置和滑架的总高度,h3=2.89+2.5+1.1=6.49mh4—提升过卷高度R—提升天轮公称半径,1.5m大于?煤矿平安规程?规定的2.95m,满足施工要求。4.2.4.2副井提升绞车计算4.2.4.2.1主提升系统〔型绞车〕〔1〕计算提升高度:H0=61+++1.5=639.5m,取640m。〔2〕设计选用18×7-40-1770型钢丝绳作为提升绳,绳重,钢丝破断拉力总和为121492kg。〔3〕提升容器自重:5m3矸石吊桶:QZ=1690+215+240+16.45=2161kg〔11T钩头〕4m3矸石吊桶:QZ=1530+215+240+16.45=2001kg〔11T钩头〕3m3底卸式吊桶:QZ=1650+215+240+16.45=2121kg〔11T钩头〕〔4〕提升载荷:5m3吊桶〔矸石〕:4×(1-1/2)×5×1000=9300kg4m3吊桶〔矸石〕:Q=0.9×4×1600+0.9×(1-1/2)×4×1000=7560kg3m3底卸式吊桶〔砼〕:Q=0.9×3×2450=6615kg中心回转抓岩机(解体):Q=5587kgFJD6A型伞钻自重7500kg提升钢丝绳重:5m3矸石吊桶提升538m时,绳长566m,重3532kg;伞钻及4m3矸石吊桶提升61m时,绳长640m,重3994kg。〔5〕提升钢丝绳最大静张力:5m3吊桶〔提升538m时〕:Q=2161+9300+3532=14993kg4m3吊桶〔提升6m时〕:Q=2001+7560+3994=13555kgFJD6A型伞钻〔提升6m时〕:Q=471+7500+3994=11965kg3m3底卸式吊桶〔提升61m时〕:Q=2121+6615+3994=12730kg该终端载荷小于绞车钢丝绳最大静张力15000kg,满足使用。〔6〕以最大静张力验算提升绳平安系数Ma:>,满足要求。〔7〕电机功率验算:Po=QoV=QoWπD/〔102×η×60×i〕=14993×592×π〔〕=968kW<1000kW〔绞车电机功率〕,满足使用。结论:提升绞车挂3m3砼吊桶施工;挂5m3矸石吊桶提升施工至538m,更换4m3矸石吊桶提升;但以上计算结果为理论数据,实际施工时,应根据实际情况提前更换提升吊桶,绞车实际电流不得超过其额定电流,确保提升平安。〔8〕提升偏角验算滚筒中心与天轮中心距离为54m,钢丝绳距提升中心线的最大偏移量为。钢丝绳最大偏角α=arctg〔〕=1.16°<1.5°,满足要求。〔9〕提升过卷高度验算〔5m3吊桶为例〕绞车最大绳速为5.6m/s。h4=H-(h1+h2+h3+0.5R)=-〔〕=7m,式中:H—井架高度即井口水平到天轮平台的距离h1—翻矸台高度,取h2—吊桶卸矸所需高度,h3—吊桶、钩头、连接装置和滑架的总高度,h3=3.48+2.5+1.1=h4—提升过卷高度,R—提升天轮公称半径,大于?煤矿平安规程?规定的8m,满足施工要求。4.2.4.2.2副提升系统〔20型绞车〕〔1〕计算提升高度:H0=61+++1.5=639.5m,取640m。〔2〕设计选用18×7-30-1770型钢丝绳作为提升绳,绳重,钢丝破断拉力总和为68339kg。〔3〕提升容器自重:m3吊桶:Qz=1049+145+195+16.45=1405kg〔7T钩头〕〔4〕提升载荷:m3吊桶:Q=0.9××1600+0.9×(1-1/2)××1000=5103kg提升钢丝绳重:m3吊桶提升61m时绳长640m,重2246kg。〔5〕提升钢丝绳最大静张力:m3吊桶〔提升61m〕:Q=1405+5103+2246=8754kg该终端载荷小于绞车钢丝绳最大静张力9000kg,满足使用。〔6〕以最大终端载荷验算提升绳平安系数Ma:Ma=68339/8754=7.8>7.5,满足要求。〔7〕电机功率验算:Po=QoV=QoWπD/〔102×η×60×i〕=8754×740×π〔102×0.85×60×20〕=489kW<570kW〔绞车电机功率〕,满足使用。结论:提升绞车挂m3砼吊桶及m3矸石吊桶提升;但以上计算结果为理论数据,实际施工时,绞车实际电流不得超过其额定电流,确保提升平安。〔8〕提升偏角验算滚筒中心与天轮中心距离为56m,钢丝绳距提升中心线的最大偏移量为。钢丝绳最大偏角α=arctg〔〕=1.0°<1.5°,满足要求。〔9〕提升过卷高度验算〔m3吊桶为例〕绞车最大绳速为m/s。h4=H-(h1+h2+h3)=-〔10.5+1.5+6.49〕=85m,式中:H—井架高度即井口水平到天轮平台的距离h1—翻矸台高度,取h2—吊桶卸矸所需高度,h3—吊桶、钩头、连接装置和滑架的总高度,h3=2.89+2.5+1.1=mh4—提升过卷高度R—提升天轮公称半径,大于?煤矿平安规程?规定的m,满足施工要求。4.2.4.3风井2JK-3.5/20型绞车计算①计算提升高度:H0=5+〔23.76+1.2〕+0.75+1.5=m,取599m
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