立井井筒（基岩）施工组织设计课程设计.doc

目 录前言11工程概况21.1 矿井概况21.2地质概况21.3水文地质概况42 井筒基岩段施工方案53 钻眼爆破工作53.1 钻眼机具的选择53.2 爆破器材的选择63.3 爆破参数的确定63.3.1炮眼深度63.3.2掏槽方式及炮眼的布置63.3.3炮眼数目的确定63.3.4炸药消耗量计算83.3.5装药结构确定83.3.6 联线及起爆方式确定83.4 编制爆破图表93.5 钻眼爆破安全技术措施114 装岩提升工作124.1 装岩124.1.1确定必需抓岩能力124.1.2抓岩机类型和斗容的确定124.2 提升144.2.1 提升方式的确定144.2.2 提升设备的选择144.2.2提升绞车154.2.3 提升能力154.2.4 提升系统选型计算（JKZ-3.2/18型提升绞车）154.2.3 稳绳、悬吊天轮及凿井绞车的选择174.3 排矸185 支护195.1 临时支护195.2 永久支护195.2.1模板形式及规格195.2.3模板悬吊方式与凿井绞车的选择205.2.4悬吊天轮的选择215.2.5砌壁吊盘的结构形式与规格215.2.6悬吊方式及凿井绞车215.2.7混凝土的输送及浇灌工艺225.2.8 提高井壁质量的措施235.2.9 砌壁速度246 井筒施工辅助作业246.1 供风与供水工作246.2 通风工作246.2.1通风系统246.2.2井筒需风量计算256.2.3风机风量计算256.3 排水工作276.3.1供水管选型及供水方式276.3.2排水管选型276.3.3排水方式286.4 其它286.4.1供电系统286.4.2信号、通讯、照明系统286.4.3 测量286.4.4安全梯和电缆悬吊方式及悬吊设施297 井筒施工组织及施工进度297.1 掘砌循环图表编制297.1.1 井筒施工工作制度297.1.2 工序安排及掘砌循环图表297.2 井筒施工劳动组织307.2.1井筒施工劳动组织形式307.2.2劳动力配备317.3 井筒施工速度318 凿井设备布置328.1 井筒施工悬吊设备汇总328.2 井内凿井设备布置338.3 天轮平台布置338.3.1天轮布置原则338.3.2天轮平台天轮钢梁选型计算349 井筒施工安全技术措施359.1立井防坠359.2机电设备管理369.3 爆破管理369.4 井帮管理379.5 “一通三防”管理379.6 防治水管理389.7 其它安全措施389.8 井内三盘的设置、运行、维修安全措施399.9 伞钻的设置、运行、维修安全措施409.10 抓岩机的设置、运行、维修安全措施419.11 挖掘机的设置、运行、维修安全措施42参考文献42前言土木工程专业在经过土木工程认识实习，并学完专业基础课程后，完成本课程设计。本课程设计的任务是编制立井井筒（基岩）施工组织设计，通过设计巩固学生所学的专业理论知识，使学生在单位工程施工组织设计的内容及编制方面得到一次全面训练，从而进一步培养学生独立分析和解决工程技术问题的能力，运算和绘图能力。独立参阅资料、掌握技术信息和编制技术文件的能力。为全面落实合同中提出的各项指标，有效地组织井筒掘砌施工，确保合同工期及工程质量目标的实现，根据红四煤矿副井井筒工程设计技术特征和本处施工装备能力，编制本施工组织设计，以指导该工程施工。门克庆矿井建设规模12.0Mt/a，本井田位于东胜煤田呼吉尔特矿区，地处内蒙古自治区鄂尔多斯市境内，行政区划隶属乌审旗和伊金霍洛旗。该矿井副井井筒及相关硐室掘砌工程由中煤五公司第三工程处施工，为了有计划并合理地组织劳动力、资金、设备及材料，努力把该项目建设成为优质、安全、快速、高效的工程，特编制本掘砌工程施工组织设计。本施工组织设计编制(1)门克庆矿井副井井筒工程招标文件(2)门克庆矿井副井井筒掘砌工程投标书(3)门克庆矿井副井井筒工程施工合同(4)门克庆矿井副井井筒及相关硐室掘砌工程施工图及相关资料(5)煤矿井巷工程施工规范（GBJ213-07）(6)煤矿井巷工程质量检验评定标准（MT5009-94）(7)钢筋混凝土工程施工质量验收规范(8)普通混凝土拌合物性能试验方法（GBJ80-85）(9)煤矿测量规程(10)钢结构施工质量验收规范（GB50205-2001）(11)建筑工程施工质量验收统一标准（GB50300-2001）(12)煤矿安全规程（2010年版）(13)煤矿冻结法开凿立井工程暂行技术规范(14)简明建井工程手册(15)煤炭工业建设工程质量技术资料管理规定(16)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办法(17)GB/T19001-2000 idtISO9001：2000标准本设计分文字说明书和主要施工图两部分。1工程概况1.1 矿井概况门克庆矿井井是中天合创能源有限责任公司鄂尔多斯3.0Mt/a二甲醚煤化工项目的配套建设矿井。矿井建设规模12.0Mt/a，矿井设计服务年限90a。门克庆井田位于鄂尔多斯市乌审旗图克镇，为东胜煤田呼吉尔特矿区规划矿井之一。井田南北走向长度约7.4km，东西倾斜宽约13.4km，井田面积约98.08km2，地质资源量2727.85Mt。门克庆矿井副立井井筒全深755m，井口设计标高1036.0m，净径10.0m，净断面78.5m2，整个井筒采用冻结法施工（全井冻结）。表土段(0.0m-54.5m)和基岩双层井壁段（-54.5m-260.5m）都采用钢筋混凝土双层井壁结构，外壁厚度600mm，内壁厚度900mm。基岩单层井壁段(-260.5m755.5m)井壁结构为双层钢筋混凝土结构， -260.5m-508m井壁厚度950mm，-508m755.5m井壁厚度1300mm。混凝土强度等级为C55/C65/C75。本矿井采用立井开拓，工业场地内布置主、副、风三个立井。其中，副井井筒技术特征见表1.1。 表.1.1 副井井筒主要技术特征表 序号名 称单位副井备 注1井口座标纬距（X）m4311559.720经距（Y）m19364207.6812井检孔座标纬距（X）m4311587.636深度760m经距（Y）m19364279.5663井口设计标高m+1306.0004井筒深度m755.5双层井壁段260.5m5井筒冻结深度m7656井筒净直径m10.07双层井壁段井壁厚度外壁mm600内壁mm9008单层井壁段井壁厚度mm950/13009砌壁材料钢筋混凝土1.2地质概况矿井位于毛乌素沙漠的东部，具有高原沙漠地貌的典型特征，地表全部被第四系风积砂所覆盖，无基岩出露。根据井检孔资料显示，井筒地层由老至新有：侏罗系中统延安组（J2y）、侏罗系中统直罗组（J2z）、侏罗系中统安定组（J2a）、白垩系下统志丹群（K1zh）、第四系（Q3+4）。现分述如下：一、侏罗系中统延安组（J2y）该组为井田内的主要含煤地层，在井田内无出露。本次揭露最大厚度137.43m，岩性主要由一套浅灰、灰白色各粒级的砂岩，灰色、深灰色砂质泥岩、泥岩和煤层组成，发育有水平纹理及波状层理，含3、4二个煤组。与下伏延长组（T3y）呈平行不整合接触，本组含植物化石较丰富，但多为不完整的植物茎、叶化石，未见完整植物化石，难辨其属种。本次施工钻孔未完全揭露该地层。二、侏罗系中统直罗组（J2z）该组为井田内含煤地层的直接上覆地层，地表无出露。据钻孔资料统计，地层厚度169.84180.23m平均174.01m。岩性以灰绿、青灰色夹粉砂岩、砂质泥岩为主，次为灰白色中、粗砂岩。与下伏延安组（J2y）呈平行不整合接触。三、侏罗系中统安定组（J2a）该组地表无出露，据钻孔资料统计，地层厚度139.41144.76m，平均142.46m。岩性下部为暗紫红色、灰绿色砂质泥岩，夹薄层灰绿色、杂色粉、细砂岩，上部为灰绿色、紫褐色中、粗粒砂岩，局部夹粉砂岩、砂质泥岩。与下伏直罗组（J2z）呈整合接触。四、白垩系下统志丹群（K1zh）井田内无出露。该组地层据钻孔资料统计，厚度286.19306.36m，平均294.55m。岩性以棕红色中、粗粒砂岩为主，次为细粒砂岩，具大型斜层理和交错层理。岩石泥质胶结，主要成分为长石、石英，颗粒次棱角状，分选中等。与下伏安定组（J2a）呈不整合接触。各类岩石较软，指甲可划动，岩心用手即可搓碎，岩石强度与风化岩相当，同时岩石抗风化能力弱，一般情况下岩心暴露23天即成碎块状。该区各岩层软化系数均小于0.75，属易软化岩石。五、第四系（Q3+4）该系地层在区内主要发育上更新统的萨拉乌素组(Q3s)和全新统风积砂（Q4eol）。该区第四系松散地层，结构松散，含水丰富，稳定性差，水位基本接近地表；白垩纪志丹群水头高。（1）第四系上更新统萨拉乌素组(Q3s)岩性为黄、灰绿、灰黄色粉细砂，下部夹含钙质结核的黄土状砂粘土和粘砂土。砂层中含古人类化石、旧石器及哺乳类动物化石。根据钻孔资料，厚度53.5068.00m，平均厚度61.26m。萨拉乌素组(Q3s)与下伏白垩系下统志丹群（K1zh）呈不整合接触。（2）第四系全新统风积砂（Q4eol）遍布于井田除河床外的所有梁峁上，岩性以细砂为主，次为中粗砂，颗粒次棱角状，分选中等差，较纯净。根据钻孔揭露，厚度15m。1.3水文地质概况根据地下水的赋存条件、水力特征及含水层的纵向分布结构，本次勘察工作将区内含水层由上至下划分为4层。第一层为第四系上更新统萨拉乌苏组孔隙潜水含水层（Q3s）（原勘探报告中称为第四系风积沙孔隙潜水含水层），第二层为白垩系下统志丹群洛河组风化基岩孔隙、裂隙承压水含水层（K1zh），第三层为侏罗系中统安定组碎屑岩类孔隙、裂隙承压水含水层（J2a），第四层为侏罗系中统直罗组及中下统延安组碎屑岩类孔隙、裂隙承压水含水层（J2z+J1-2y）。分述如下：1、第四系上更新统萨拉乌素组孔隙潜水含水层（Q3s）全区分布，岩性为灰黄色、灰绿色中粒沙及粉细砂，下部夹有黄土状亚砂土薄层，含钙质结核，疏松。在井筒地段组厚55.0070.30m，2、1号孔段较薄，3号孔处较厚。根据2、3号钻孔抽水试验资料，水位分别埋深0.85m、1.05m，含水层厚度48.1547.45m，静止水位标高1301.501302.19m。2、白垩系下统志丹群洛河组风化基岩孔隙、裂隙承压水含水层（K1zh）含水层为白垩系下统志丹群洛河组砂岩，全区分布，在井筒区厚度286.25306.55m，平均293.87m。含水层岩性为砖红色中、粗粒砂岩，次为细粒砂岩。岩层上部风化裂隙发育，下部孔隙发育较强，总体岩石疏松、易碎，是地下水运移储存的有利岩层。根据内蒙古自治区乌审旗水文地质普查报告成果：地下水位埋深受地形控制，梁峁高地2050m，洼地可自流。水位标高12001360m。根据本次2、3号钻孔抽水试验资料，水位埋深1.072.10m，静止水位标高1300.941301.48m，水柱高度354.18359.45m，含水层厚度286.25306.55m，水位降深11.8115.53m，涌水量5.618 L/s，单位涌水量0.3620.476L/s.m，渗透系数0.1160.138m/d，富水中等。地下水化学类型为HCO3Na·Mg·Ca或为HCO3 ·SO4-Na·Ca型水，矿化度205264mg/L。志丹群地下水温度10.5。3、侏罗系中统安定组碎屑岩类孔隙、裂隙承压水含水层（J2a）原井田勘探资料，对本组没有划分，本次井筒检查勘探根据地层岩性把该组分出，并作了抽水试验，进行富水性分析。安定组岩性为紫褐色中细粒砂岩夹灰绿色粉砂岩。根据1号钻孔抽水试验资料，含水层厚度83.85m，水位埋深28.10m，水位标高1278.27m，水柱高度472.25m。抽水试验最大水位降深24.36m，涌水量0.912L/s，单位涌水量0.0374L/s.m(统降单位涌水量0.0105L/s.m)，渗透系数0.0404m/d，富水性弱。 此水按生活饮用水水质检验PH、亚硝酸盐氮和耗氧量超标，其它指标符合标准（详见检验报告）。此水不经处理不能饮用。矿化度264mg/L。4、侏罗系中统直罗组及延安组孔隙、裂隙承压水含水层（J2z+J1-2y）因为井筒地段直罗组地层岩性与延安组地层岩性主要为粉砂岩及砂质泥岩等，次为中、粗粒砂岩，其含（隔）水性相似。所以本次抽水把这两个层位合作一个试段。直罗组厚度173.00176.55m，延安组揭露厚度84.08135.95m。含水层岩性主要为粗、中、细粒砂岩，直罗组含水层厚度85.00m左右，延安组75.00m左右，累计160.00 m左右。垂向上与粉砂岩、泥岩及砂质泥岩隔水层成互层状分布。根据3号孔抽水，直罗、延安组水位埋深20.64m，水位标高1281.91m，水柱高度783.36m。最大降深39.10m，涌水量0.260L/S，单位涌水量0.00665L/S.m(统降统径单位涌水量0.00457L/s.m)，渗透系数0.00332m/d，影响半径22.50m。由于本岩组砂岩岩石致密较坚硬，裂隙发育微弱，故含水层富水性弱。该含水层为井田的直接充水含水层和主要充水含水层，对井筒而言为弱充水层。2 井筒基岩段施工方案井筒单层井壁段采用立井机械化快速施工工法施工，该工法已被建设部评为国家级工法。应用该工法施工，有利于提高工人的操作技术水平及实现正规循环，保证施工安全。钻爆法施工，三套单钩提升，小型挖机配合中心回转抓岩机出矸、清底。井筒内设置三层凿井吊盘，下层吊盘安设2台中心回转抓岩机出矸，吊盘由地面稳车悬吊。采用MJY型整体金属下行刃脚模板筑壁，模板由地面稳车悬吊。砌壁砼由地面搅拌站提供，再由底卸式吊桶下料到吊盘经分灰器分灰入模，并采用开口式浇筑方式。选用SJZ-8A型伞钻，配YGZ-70型凿岩机凿岩；压风管、供水管、排水管和风筒均沿井壁一侧吊挂，以加大井内提升空间。3 钻眼爆破工作3.1 钻眼机具的选择根据矿山工程施工及验收（井巷工程）中华人民共和国工程建设标准强制性条文矿山工程部分第二篇的规定，绝大多数情况下，应采用伞型钻架钻眼。采用钻爆法掘进，采用SJZ-8A型伞钻（自主设计以适应大断面井筒）配YGZ-70型凿岩机凿岩，B25×5000mm六角中空合金钢钎，55mm十字型合金钻头。表3.1 YGZ70凿岩机的主要技术特征技术特征YGZ70机器质量/kg70工作气压/MPa0.5耗气量/L·125凿孔直径/mm3855凿孔深度/m8凿孔速度/mm·9009503.2 爆破器材的选择本矿井采用冻结法施工，选择的炸药类型需满足抗冻防水的要求，另外，本矿井为低瓦斯矿井，选择毫秒延期电雷管，总结起来爆破器材选取如下：爆破材料采用煤矿许用防冻炸药和抗杂散毫秒延期电雷管，脚线长度6.5m，采用光面、光底、弱震、弱冲爆破技术，爆破电源采用380V交流电源，爆破电缆选取爆破母线电缆10毫米2双芯铜质电缆。3.3 爆破参数的确定3.3.1炮眼深度炮眼深度决定了每一掘进循环的钻眼和装岩工作量，循环进尺以及每班的循环次数，炮眼深度主要是根据岩石性质、巷道断面大小、循环作业方式、凿岩机类型、炸药威力、工人技术水平等因素来确定。 (3.1)式中 ：实际炮眼深度，m；井筒施工计划月进度，取80m； 每月实际作业天数，取为25d； 日完成循环数，这里采用中深孔爆破，取1个循环； 炮眼利用率，取0.9， 月循环率，取0.8；计算得实际炮眼深度约为4.5m,又因为循环进尺为4.0m，掏槽眼深度一般比崩落眼深200300mm，因此，周边眼和崩落眼深度取4.5m，掏槽眼深度取4.7m。 3.3.2掏槽方式及炮眼的布置本矿井所处岩层岩石强度较低，一般，中深孔爆破，采用一阶直眼掏槽就能获得较好的掏槽效果。矿井井筒为圆形，对于井筒爆破后的成型要求较高，可利于之后井筒井壁的砌筑，采用光面爆破技术，炮眼布置采用掏槽眼、辅助眼和周边眼的炮眼布置方式。3.3.3炮眼数目的确定炮眼数目的多少直接影响钻眼工作量、爆破岩石的块度、巷道的形状等。炮眼数目取决于岩石性质、巷道断面尺寸、炮眼直径和炸药性能等因素。合理的炮眼数目应以保证爆破效果的实现为原则。一般是先以岩层性质和断面大小进行初步估算，然后在断面图上做出炮眼布置，得出炮眼总数，并通过实践调整修正。(1)掏槽眼数目：岩石，考虑到伞钻打眼的最小圈径，选择掏槽眼圈径为1.7m，圈径较大所以选取掏槽眼数目为8个，装药系数为0.50.55。(2)辅助眼数目：圈距：一般 w=700900mm，由于炸药威力高，取辅助眼圈距850mm；眼距： (3.2)式中 E辅助眼眼距；W辅助眼圈距； M炮眼密集系数； 辅助眼炮眼数目：, （3.3）式中 为圈直径为的辅助眼数目，个； 为布置辅助眼的圈直径，m；为圈直径为的辅助眼眼距，m。通常M在1.01.2之间，紧邻周边眼的一圈辅助眼M宜取0.81.0，因此取眼距自内向外依次为757mm、839mm、852mm、860mm、865mm，装药系数一般0.450.6。辅助眼总数为：（3）周边眼数目：眼距：根据岩石性质取值， E取为607mm；圈距：周边眼的最小抵抗线，与内圈辅助眼的圈距，一般W=500750，取为700mm；根据光面爆破要求，周边眼开孔位置在井筒设计掘进轮廓线上，上帮周边眼可向掘进轮廓线内缩进50mm，下帮周边眼底可向外伸出50mm，以避免井帮的超、欠挖。所以D取为11600mm。周边眼数目：3.3.4炸药消耗量计算掘进一循环的总装药量： （3.4）或(3.5)式中 Q一循环的总装药量，千克； Q1、Q2、Q3分别为掏槽眼、辅助眼和周边眼的眼数，个； N1、N2、N3分别为掏槽眼、辅助眼和周边眼的眼数，个； a1掏槽眼的装药系数，一般为0.60.8； a2辅助眼的装药系数，一般为0.450.6； G一卷炸药的重量，kg；h一卷炸药的长度，m；L1掏槽眼长度，m；L辅助眼与周边眼的长度，m；L0周边眼的炮泥长度，不小于0.4m；g周边眼的装药集中度，即每米长炮眼（不包括炮泥长度）的的装药重量，kg/m。经计算得Q=499.1kg。爆破单位岩体的炸药消耗量： (3.6)式中，Q掘进一循环的总装药量，kg；S井巷掘进断面积，m2；l炮眼深度，m；炮眼利用率；q单位岩体的炸药消耗量，kg/m3。单位岩体的炸药消耗量 3.3.5装药结构确定掏槽眼和辅助眼采用正向连续装药方式，周边眼采用空气柱式装药方式以提高光面爆破效果。3.3.6 联线及起爆方式确定电爆网路采用并联网路，起爆电源采用地面380V的交流电源，从掏槽眼到崩落眼再到周边眼，由内到外逐圈爆破。 3.4 编制爆破图表 （1） 爆破条件表3.2 副井爆破原始条件序号名 称单 位数 量备 注1井筒净径m10.02井筒荒径m11.93井筒掘进断面m2111.24岩石条件f135雷 管抗杂电雷管6炸 药（Ø45）m/卷、kg/卷0.4、0.64T220型防冻水胶炸药（2）爆破参数表3.3 副井爆破参数圈别每圈眼数(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1847005.1290170040.96651并联21445005.1290340071.6875731945004.4890510085.1283942545003.8490680096.0085253145003.84908500119.0486063745003.849010200142.0886576045003.28911600192.0607合计194746.88(3)预期爆破效果表3 .4.3 副井预期爆破效果序号爆 破 指 标单 位数 量1炮眼利用率%922每循环爆破进尺m4.153每循环爆破实体矸石量m3461.64每循环炸药消耗量kg746.885单位原岩炸药消耗量kg/m31.626每米井筒炸药消耗量kg/m1807每循环雷管消耗量个1948单位原岩雷管消耗量个/m30.429每米井筒雷管消耗量个/m46.7注：本爆破图表按中硬岩设计，施工时，若岩石硬度等条件发生较大变化时，参数应作相应调整。 (4)炮眼布置图3.5 钻眼爆破安全技术措施钻眼爆破过程中主要安全注意事项和相关技术措施。(1）采用钻爆法作业时，打眼方法、炮眼位置、空帮的距离、敲帮问顶制度、装药联线及放炮等必须在施工作业规程中明确规定。（2）井下放炮、瞎炮的处理以及装配引药都必须严格执行煤矿安全规程中的有关规定，并在施工作业规程中明确。（3）井筒施工所用炸药、雷管必须在有生产许可证的厂家购置。建立健全炸药和雷管的运输、储存保管和领退制度。（4）放炮员必须持双证上岗，无证不得领取爆破器材。（5）运送雷管或炸药只能由放炮员一人随吊桶同行，雷管、炸药必须分别运往井下，并事先通知绞车司机及把钩工、信号工，慢速提升。（6）放炮前，设备必须提到规定的安全高度，放炮员最后升井，开锁放炮前应发出警戒信号，确认无误后才可合闸放炮。（7）放炮后，通风时间不得少于40分钟，待炮烟吹散后，由班长、放炮员、瓦检员、信号工首先下井检查吊盘上及设备上的浮矸，然后检查工作面有无瞎炮及瓦斯情况，确认安全后其它人员方可下井工作。在井筒中敷设载波电缆，炮后第一罐下井人员使用手持式报话机进行信号联系。（8）井筒内的各种电缆、电气设备必须符合防爆要求，不符合要求的电缆设备必须更换，否则不准入井。（9）伞钻使用安全注意事项经常检查悬吊伞钻的钢丝绳套及有关机具有无损坏，发现问题及时更换。支撑臂、调高器一经固定，在打眼未全部结束时，严禁扳动其控制阀，支撑臂的高压软管严防钻臂回转压坏，以免伞钻倾斜造成事故。伞钻固定支撑臂位置要避开升降吊桶的位置。在吊桶升降部位钻孔时，要注意防止吊桶碰撞钻臂。伞钻上下井转换挂钩时，必须关闭井盖门，在伞钻升降时，应采用慢速，各盘口应设监护人。打眼时，推进气缸下推速度不宜过快，以防跑道顶尖碰坏；并注意防止推进丝杆旋转缠手伤人。打眼过程中，驱动油泵风马达应关上，动臂动作时再开；以免因溢流阀动作频繁而失灵及液压油发热。冬季施工则要采取保暖措施，防止液压油冻结。凿岩机的回转、冲击部分应尽量减少空转，空打等现象，以免转速过高和气缸过热而损坏。钻眼中，回转、冲击和推进合理匹配，可有效地提高钻凿速度，延长部件寿命。当岩石中硬时，冲击、回转、推进手柄都扳至最大位置；硬岩时，则加大冲击；遇断层和裂缝等特殊地层时，则应全部采用全档。4 装岩提升工作 4.1 装岩 选择装岩机械、确定装岩生产率及没循环的装岩时间。采用挖机配合中心回转抓岩机出矸装罐，抓岩机固定在下吊盘梁上。小型挖掘机清底。布置三套单钩提升，矸石上井后经溜矸槽溜入地矸仓，再由自卸式汽车排入工广指定场地。4.1.1确定必需抓岩能力(1)按照一次爆破岩石量计算（松散）： (4.1)式中 超挖系数，光面爆破1.0，非光面爆破1.05岩石松散系数，1.52.0必需抓岩能力： (2)根据抓岩时间： （4.2）式中 清底矸石量，第一阶段装岩系数，掘进循环中装岩时间，一般占循环时间40%60%，在满足配套要求和装岩时间要求下，可按选取。4.1.2抓岩机类型和斗容的确定根据井筒直径、必需生产率及大型机械化配套要求，并考虑占用井筒面积，选用煤炭矿山普遍使用的中心回转抓岩机。 斗容： （4.3）式中 第一阶段装岩时抓岩机抓取一次循环时间，2535s；工时利用率，0.60.9；抓斗抓满系数，第一阶段抓岩时1.01.1；因此，选用中心回转抓岩机HZ-4两台，技术参数见下表。表4.1 HZ-4主要技术特征名称HZ-4抓斗容积/0.4抓岩能力/30使用风压/MPa0.50.7压风消耗量/17抓斗质量/kg1850片数8闭合直径/mm1296张开直径/mm1965进气管直径/mm38.1提升机构提升能力/Kg2750提升速度/0.350.5卷筒容绳量/m60钢丝绳直径/mm14提升风马达功率/KW18.39回转机构回转速度/34回转角度/°360风马达功率/KW6.25进气管直径25.4变幅机构 平均速度/0.4吊盘固定装置手动千斤顶/个2液压千斤顶/个2工作油压/MPa1516外形尺寸长/mm1170宽/mm1400高在吊盘上方/mm1675在吊盘下方/mm4860机器质量/kg7577适用井筒直径 /m46考虑到两台中心回转抓岩机对于井筒边的矸石装转不够，因此再配置一台小型挖掘机，装 载 机型号为ZL-50，配合HZ-6型中心回转抓岩机装岩。4.2 提升4.2.1 提升方式的确定立井开凿时采用的提升方式有单钩提升和双钩提升两种。提升方式的确定应根据井筒的直径、深度和作业方式选定。先将各个提升方式做如下比较：一套单钩：用于单行作业、混合作业，适用于直径不大于5m（含5m）、深度不大于300m的井筒；两套单钩：用于单行作业、混合作业、平行作业，适用直径5.56m，深度600m左右的井筒；一套双钩：用于单行作业、混合作业，适用直径大于5.5m（含5.5m）深度400m左右的井筒；一套单钩和一套双钩：用于单行作业、混合作业、平行作业，适用于直径6.58.0m，井筒深度6001000m的井筒；本井筒净直径10m，井筒深度755.5m，单行作业，采用三套单钩提升。4.2.2 提升设备的选择(1)吊桶容积的选择；单钩提升，提升循环时间估算: (4.4)式中 提升一次循环时间，s提升高度，m，取吊桶超过卸矸台高度1.8m，型井架的卸矸平台高度为10.5m =755.5+10.5+1.8=767.8m。取768m；无稳段提升高度， 取40m吊桶摘挂钩及卸矸时间，6090s，取90s；因此，矸石吊桶容积 （4.5）式中 为提升不均匀系数，=1.151.25，取为1.25抓岩机最大生产能力，多台抓岩机时为总生产能力（松散体积），0.9吊桶装满系数提升一次循环时间，s考虑该井筒之前的冻结段荒断面更大，因此选取的吊桶容积稍微大一些。选用5吊桶三个，其中一个备用。提升钢丝绳的选择；提升机的选型；提升天轮的选择；提升机电机功率；实际提升能力计算。4.2.2提升绞车井筒布置JKZ-3.2/18提升绞车3台。绞车技术参数见表4.2。表4.2 绞车主要技术参数表 型 号最大静张力(kg)最大静张力差(kg)提升速度(m/s)最大绳径(mm)实际绳径(mm)钢丝绳最大破断力(kg)电机功率(KW)提升高度（m）JKZ-3.2/1818000180005.49(590转)47421413921250两层1300JKZ-3.2/1818000180005.4(585转）45421413921250两层1180 4.2.3 提升能力提升能力见表4.3表4.3 井筒不同深度的提升能力表 提升方式提升机型号绞车数量(台)吊桶容积(m3)井筒深度（m）100200300400500600700800提升能力（m3/h）三套单钩JKZ-3.2/181569.057.7849.6943.5938.8335.031.8629.24JKZ-3.2/181569.057.7849.6943.5938.8335.031.8629.24JKZ-3.2/181569.057.7849.6943.5938.8335.031.8629.24说明：提升能力满足井筒不同时期的施工要求。4.2.4 提升系统选型计算（JKZ-3.2/18型提升绞车）（1）计算提升高度Ho=755.5+27.178+0.75+1.5+0.4=785.328m。取786m；（2）设计选用18×7-42-1870型不旋转钢丝绳作为提升绳，绳重Ps=6.88kg/m，钢丝绳最小破断拉力为133536kg，配11T钩头。（3）提升容器自重：5m3吊桶：QZ=1690+215+240+16.45=2161kg（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：Q=0.9×5×1600=7200kg3m3底卸式吊桶（砼）：Q=0.9×3×2450=6615kg HZ-4型中心回转抓岩机整机重7577kg，解体重量小于5000kg伞钻自重11100kg提升绳重：伞钻、5m3吊桶及3m3砼吊桶提升755.5m时，绳长786m，重5408kg；（5）提升钢丝绳静张力：5m3吊桶（提升755.5m时）：Q=2161+7200+5408=14769kg；3m3底卸式吊桶（提升755.5m时）：Q=2121+6615+5408=14144kg；伞钻（提升755.5m时）：Q=471+11100+5408=16979 kg5m3吊桶（提人755.5m）：Q=2161+75×11+5408=8394 kg该载荷小于绞车钢丝绳最大静张力18000kg，满足使用。（6）以最大静张力验算提升绳安全系数Ma： 提矸：Ma=133536/16979=7.86>7.5，提人：Ma=133536/8394 =15.99.0，满足规程要求。（7）电机功率验算Po=QoV=QoWD/（102××60×） （4.6） =16979×590××3.2/（102×0.85×60×18）=1075.5kW1250kW（绞车电机功率），满足使用。结论：提升绞车挂5m3矸石吊桶、3m3砼吊桶及伞钻施工到底。实际施工时，应根据实际情况更换提升吊桶，确保提升安全。（8）提升偏角验算主副提升绞车滚筒中心与天轮中心距离分别为58.1m、58.96m和53.85m，钢丝绳距提升中心线的最大偏移量为1.5m和1.3m。提升钢丝绳最大偏角：故提升钢丝绳最大偏角满足要求。（9）提升过卷高度验算（5m3吊桶为例）绞车最大绳速为5.49m/s。 h4=H-(h1+h2+h3+0.5R) （4.7） =27.178-（10.5+1.8+7.48+0.75）=6.648m式中 H为井架高度即井口水平到天轮平台的距离，27.178mh1翻矸台高度，取10.5mh2吊桶卸矸所需高度，1.8mh3吊桶、钩头、连接装置和滑架的总高度，h3=3.48+1.5+2.5=7.48mh4提升过卷高度，m。R提升天轮公称半径，1.5m。大于煤矿安全规程规定的3.03m，满足施工要求。（10）提升天轮的选择选用提升天轮应满足以下条件： （4.8） （4.9）式中 天轮直径，mm；钢丝绳直径，mm；天轮允许的最大钢丝绳钢丝总破断力，kg；钢丝绳的实际最大钢丝总破断力,kg。因此提升天轮的选择因此，提升天轮选择三