回风井施工组织设计

回风立井井筒工程施工组织设计工程概况交通位置东大矿井位于山西省南部，晋城市西北方向约36KM处，隶属沁水县郑庄镇、端氏镇管辖，其地理位置位东经112°21′35″～112°32′35″，北纬35°39′33″～35°48′46″。

本井田交通方便，曲（沃）—辉（县）公路从井田南缘沿沁河北岸通过，向西经沁水、曲沃与侯马市大（同）运（城）公路相通，向东经端氏镇、至高平与207国道相通；侯（马）—月（山）铁路从本井田南缘郑庄通过，西可连南同蒲线，东可接太焦铁路线，进而与全国的铁路相连；区内各乡村均有公路相通。

地形地貌本井田位于太行山脉南端，山西省南部。

地表总的趋势为北高南低，最高点位于井田北端的阎家掌附近，高程+1081m，最低点位于井田南段沁河河床上樊庄附近，高程+566.2m，相对高差514.8m，属剥蚀强烈的中低山区，区内沟谷纵横，多呈“V”字型、树枝状沟谷。

外部建设条件东大矿井及选煤厂铁路专用线从郑庄车站东端北侧咽喉区外侧接轨；矿井外部电源一回引自曲堤220KV变电站的110KV母线段，另一回引自郑庄110KV变电站的110KV母线段；矿井采用多水源供水，即张峰水库输水干渠水源，处理后的矿井水和生活污水。

井田范围井田呈不规则多边形，长约18.2KM，宽约10.6KM，面积154.950KM2。

煤层标高-320～+250m。

北部为矿区后备区，南部以寺头断层为界，西部以沁河为界，东部为永和井田。

地质资源量矿井3号煤层地质资源量共计843.39MT，其中331+332级资源量467.45MT，333级资源量375.94MT，331+332级资源量占总资源量的55.4%。

另外尚有334级资源量331.04MT。

矿井资源丰富，先期开采块段勘探程度高，储量可靠。

地质构造类型井田内主要为宽缓的向背斜，断层稀少，未见岩浆岩，构造复杂程度属简单类，井田构造整体已经基本查明，原勘探范围构造已经查明。

三维地震又进一步查明了首采区域影响开采的小型构造及陷落柱的发育情况。

煤层赋存情况井田内含煤地层发育3号和15号2层可采煤层，矿井先期开采对象为3号煤层。

3号煤层属全区可采的稳定煤层，其厚度、结构和可采范围整体已经基本查明，原勘探范围内已经详细查明，煤层对比可靠。

3号煤层发育稳定，厚度大，倾角平缓，无压茬关系，回采工艺性好。

煤种煤质井田内3号煤层为低灰～低中灰、特低磷～中磷、特低硫～低硫、特高热值、较高软化温度灰分之无烟煤。

是良好的合成氨用煤、冶金喷吹用煤和动力用煤。

井田内的煤质特征整体已经基本查明，原勘探范围内已经详细查明。

水文地质条件东大井田位于延河泉域北部。

井田水文地质条件分为S2背斜东西两部分。

S2背斜西部，3号煤层位于奥陶系岩溶裂隙水水位标高以下，突水系数在0.06～0.11之间，水文地质类型位于属于二类二型。

S2背斜东部，如断裂带与奥灰水沟通，可能引起突水，水文地质条件复杂。

矿井未来充水因素主要有顶板充水，底板突水和断层导水。

矿井正常涌水量250m3/h，最大涌水量792 m3/h。

矿井在建设、生产过程中要加强防治水工作，以避免水害的发生。

瓦斯3号煤层可燃基瓦斯含量为 4.7～19.52ml/g.daf，平均10.72 ml/g.daf，煤层甲烷含量高。

经换算修正后，3号煤层原煤瓦斯含量为7.56～29.83m3/t，平均瓦斯含量17.03 m3/t。

东大井田东南部与寺河矿井西井区相邻，该区3号煤层被鉴定为煤与瓦斯突出煤层，该井区亦被鉴定为煤与瓦斯突出矿井。

而本矿井位于寺头断层下降侧，埋藏更深。

瓦斯含量有增大的可能，煤与瓦斯突出可能性更大。

煤层自燃3号煤层自燃倾向性等级为Ⅲ级，属不易自燃煤层。

煤尘爆炸性3号煤层煤尘无爆炸危险性。

地温井田内41个钻孔测了地温。

井田内平均地温梯度为2.29‴/100m，局部存在地温梯度异常，并存在一二级高温区。

煤层顶底板3号煤层顶板为泥岩、砂质泥岩，少数为细粒砂岩。

3号煤层底板为泥岩、砂质泥岩，少数为粉砂岩、细粒砂岩等。

工程地质条件中等。

3.施工方案及工艺3.1井筒掘砌施工总部署东大煤矿主、回风立井井筒均采取普通凿井法施工。

井筒施工在完成地面临时设施和凿井措施工程后，首先开挖井筒上部30m，然后安装三盘，吊挂管线等，为井筒正式开工做好准备（即完成上部30m井筒段掘砌，装好三盘，吊挂管线，标志施工准备结束，井筒转入正式掘砌施工）。

井筒掘砌作业方式，选用立井混合作业施工法。

与井筒相关的其它硐室采取与井筒同时施工的方案。

3.2井筒施工方案及工艺3.2.1锁口段施工1）主井锁口段施工主井锁口盘设计标高：+1325.000m，锁口段设计净直径为φ6.0m，施工深度为10m，其中上部5.0m为临时锁口，下部为一号壁座。

临时锁口设计支护形式为620mm厚的砖墙，下部井筒及一号壁座支护形式为锚网+C35的双层钢筋砼，井筒段支护厚度为700mm，一号壁座支护厚度2200mm（最大处）。

临时锁口5.0m与下部1.0m井筒同时开挖，临时锁口使用挖掘机一次性挖掘（施工中视土层稳定情况，可考虑锚网喷支护）， 6m井筒挖出后，开始下部1米井筒绑扎钢筋及稳金属组装模板浇筑砼，待砼初凝后，再开始在其上砌筑砖墙临时锁口。

临时锁口上口按设计预留各管路、风筒通过口及封口盘钢梁窝。

2）风井锁口段施工风井锁口段与风硐及安全出口同时施工，锁口盘设计标高为+1316.000m，临时锁口座在下部永久井壁上。

临时锁口净直径为φ6.0m，深度2m，支护形式为500mm厚的砖墙，下部井筒设计支护形式为500mm 厚的锚网+ C35的双层钢筋砼。

风硐及安全出口设计断面形状为直墙半圆拱形，支护形式均为C35的双层钢筋砼，支护厚度均为300mm，安全出口施工长度3米，风硐施工总长度9.2米。

临时锁口与安全出口、风硐同时开挖，开挖至风硐底板，深度为11.7m，采取明槽施工。

开挖过程中井筒边、安全出口边、风硐边按照与地面70°（届时根据实际情况可对放坡角进行调整）放坡，并增加锚网喷临时支护进行护坡，以确保施工安全。

掘进采用挖掘机挖土，因开挖较深，采取阶梯式挖法，挖机顺风硐山墙边坡下至工作面。

安全出口、风硐与井筒同时稳模浇筑砼，井筒使用金属组装模板，风硐及安全出口使用槽钢碹股及木背板。

砼浇筑至临时锁口下口标高时，待砼初凝后开始砌筑砖墙临时锁口。

临时锁口上口需按设计预留封口盘梁窝及风筒、管路等通过口。

届时需编制专门措施指导施工。

3.2.2表土层的施工根据井筒综合柱状资料，井筒表土层岩性主要为黄土、砂质粘土及粘土，厚度在80米左右。

（1）掘进表土段采用人工使用风镐配以CX55B型挖掘机挖土装罐（在井内吊挂系统形成后，使用大抓装罐），4m3吊桶提升，翻矸台自动座钩式翻矸，经溜矸槽溜入落地矸石仓，然后由装载机装入自卸汽车排到业主指定排矸地点。

（2）砌壁砌筑采用整体金属下移钢模板（暂不安装刃脚），采用4.0m大段高砌壁，模板由地面稳车悬吊。

外壁竖筋采用“钢筋直螺纹接头”，接头连接套采用45＃钢加工，环筋仍采用铁丝绑扎连接。

立模工艺为：在工作面挖够一个段高后，先用中线检查掘进尺寸符合设计要求后，先稳活动刃脚模板，操平找正后再绑扎钢筋，最后落直模找正固定后浇灌砼。

搅拌站设在井口附近，在井内吊挂系统没形成前，搅拌好的砼经溜槽溜至井口，由人工攉至临时加工的接灰盘，再经活节管对称入模。

在井内吊挂系统形成后，混凝土采用DX-2.0型底卸式吊桶下料，底卸式吊桶接料后通过铺设的轨道人工推至井口，由提升钩头提升下井。

吊盘上设分灰器，砼卸到分灰器内，经8″钢丝铠装耐磨胶管对称入模。

入模砼使用插入式风动震捣器分层震捣。

3.2.3井筒基岩段施工井筒基岩段掘砌作业方式，选用立井混合作业施工法。

此工法在掘砌循环中不需临时支护，砌壁出渣交叉进行，配以大段高整体钢模。

在每循环掘砌出渣后，随即进行永久支护。

简化了施工工艺、缩短了围岩暴露时间，利于工种专业化，利于提高机械化程度和快速施工，且施工安全性好。

该施工方法的工艺流程如下:1）掘进井筒基岩段采用钻爆法掘进。

设备及材料为：FJD-6G型伞钻配YGZ-70型凿岩机和Φ25mm六角中空合金钢钎，Φ55mm一字型合金钻头，T220高威力水胶炸药，抗杂散毫秒延期电雷管，脚线长度7.0m。

采用光面、光底、减震、弱冲深孔爆破技术，详见井筒基岩段掘进爆破图表：图3-1、表3.1、3.2。

井筒基岩段预期爆破效果表表3.1井筒基岩段爆破参数表表3.2备注: 使用T220水胶炸药。

周边眼用φ35mm药卷,长600mm,重0.7kg/卷;其它眼用φ45mm药卷,长600mm,药卷重1.2kg/卷。

毫秒延期电雷管起爆。

注：本爆破图表仅供参考，施工中应根据实际揭露的岩性进行调整。

2）排矸装岩采用HZ-6型中心回转抓岩机，提升容器为4m3座钩式吊桶，矸石吊桶提升到翻矸台后，采用座钩式自动翻矸，矸石经溜槽直接落地，然后定时用装载机集中装入自卸式汽车外运。

3）砌壁砌壁选用MJY4.0型整体金属下移钢模板（带刃脚），砌壁段高为4.0m，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，该模板加工成两段，在稳定岩层中，采用4.0m大段高砌壁，在不稳定岩层中采用2.5m小段高砌壁，以缩短围岩暴露时间。

地面搅拌好的砼直接装入2m3底卸式吊桶，运至井口后，由提升钩头提升下到吊盘上的分灰器内，由钢丝铠装胶管对称入模。

风动振捣器分层振捣。

3.3与井筒相关硐室的施工1）主井箕斗装载硐室箕斗装载硐室采用与井筒同时施工的方案。

具体为井筒施工到箕斗装载硐室设计顶板上1m位置时，停止砌壁工作，继续下掘井筒直至硐室底板下口1m位置，边掘边临时支护（临时支护形式： 100mm厚锚网喷，锚杆间排距800×800mm，锚杆规格为φ20×1800mm，喷砼强度为C15）。

同时按照分层掘进的方法掘出硐室并锚网喷支护好。

最后从下而上开始分段绑扎钢筋，下落模板，拆除刃角（便于拉模施工），稳井筒大模板及箕斗装载硐室模板，从下至上整体浇筑混凝土。

2）主井清理撒煤硐室施工主井清理撒煤硐室（开口3m）采用与井筒同时掘进，掘出后与井筒一起稳模浇筑的施工方案。

具体为井筒施工到硐室设计顶板上1m位置时，停止砌壁工作，继续下掘井筒直至硐室底板下口1m位置，边掘边进行100mm厚锚网喷临时支护（锚杆间排距800×800mm，锚杆规格为φ20×1800mm，喷砼强度为C15）按照分层掘进的方法掘出硐室并锚网喷支护好。

最后从下而上开始分段绑扎钢筋，与井筒一起稳模浇筑。

清理撒煤硐室剩余部分待井筒与开口位置浇筑完后再施工，施工中为方便出矸，下放耙矸机（使用机身）安装在施工侧对面，通过耙斗将工作面矸石耙入井筒，然后再由大抓装罐。