煤礦立井井筒設計與施工本科畢業(yè)論文

摘要立井井筒工程量占礦井建設總工程量僅3.5—5％，但其建設工期卻占總工期的40％左右。隨著市場競爭與提高經濟效益的要求，加快立井施工速度，是縮短礦井建設工期的關鍵，特別是大于800m的深立井井筒，加快施工速度尤其重要。本設計立足于應用角度介紹立井井筒設計與施工。首先：介紹了工程的概況、工程的地質水文條件、以與工程的地層構造、煤層儲量和礦井服務年限。其次：根據(jù)井筒使用要求對井筒斷面進行了設計，并闡述了主井的提升設備與井筒采用的支護措施與井壁結構，通過鉆、爆、裝、運、支的方法進行井筒施工。同時對井筒施工過程的輔助系統(tǒng)和設施的安排進行了說明。再次：從安全的角度闡述了井筒施工中應該注意的安全事項以與防止措施等。根據(jù)開灤東歡坨的實際情況，結合目前國同類礦井先進的礦井建設管理經驗，采用先進的井巷工程施工技術和裝備，以優(yōu)質、安全、快速、高效為目標，打破常規(guī)，采取各種措施加快礦井建設步伐。關鍵詞：工程地質井筒支護爆破AbstractTheverticalshaftwellchamberresilienceoccupiestheminepittoconstructthetotalresilienceonly3.5-5%,butitsconstructiontimelimitforaprojectactuallyaccountsforthetotaltimelimitforaprojectabout40%.Andenhancestheeconomicefficiencyalongwiththemarketcompetitiontherequest,speedsuptheverticalshaftconstructionspeed,isreducestheminepitconstructiontimelimitforaprojectthekey,speciallyisbiggerthan800mthedeepverticalshaftwellchamber,speedsuptheconstructionspeedtobeespeciallyimportant.Thedesignbasedontheapplicationpointofviewdescribesthedesignandconstructionofshaft.First:Thispaperpresentsanoverviewofengineering,engineeringgeologyandthehydrologicalconditionsofformationandengineeringconstruction,theservicelifeofcoalreservesandmines.Second:Accordingtotherequirementsoftheshaftusingtheshaftsectionhasbeendesignedandelaboratedthemainwellboreusedtoupgradeequipmentandsupportmeasuresandthewallstructure,bydrilling,blasting,loadingandtransporting,supportingshaftconstructionmethods.Meanwhile,theauxiliaryshaftconstructionarrangementofsystemsandfacilitiesaredescribed.Re:FromasecurityperspectiveoftheshaftshouldbenotedthattheconstructionofthesecurityissuesandthepreventionmeasuresAccordingtotheKailuanDonghuantuooreactualsituation,theunionatpresentthedomesticsimilarminepitadvancedminepitconstructionmanagerialexperience,usestheadvancedwelllaneprojectconstructiontechnologyandtheequipment,takehighquality,safe,fast,ishighlyeffectiveasthegoal,breakstheconvention,takeseachkindofmeasuretospeeduptheminepitconstructionstep.Keyword：EngineeringGeologyShaftSupportBlasting目錄摘要I緒論1第一章礦區(qū)概況與井田地質特征21.1地理位置與交通21.2自然環(huán)境21.3水源、電源、勞動力與建材來源31.4井田地質特征31.4.1地層31.4.2構造51.4.3煤層與其頂?shù)装鍘r性特征61.4.4煤層與煤質71.4.5水文地質特征81.4.6沼氣煤層和自燃81.4.7煤質、煤的牌號與用途9第二章礦井儲量、年產量與服務年限102.1井田境界102.2井田儲量102.2.1礦井設計儲量102.2.2礦井工業(yè)儲量112.2.3礦井設計可采儲量112.3礦井年儲量與服務年限122.3.1礦井工業(yè)制度122.3.2礦井服務年限12第三章立井井筒斷面設計133.1提升容器的選擇133.1.1主立井提升容器確定133.1.2選擇提升容器規(guī)格尺寸153.1.3副立井提升容器的確定153.2井筒斷面布置173.2.1罐道梁的層格結構193.2.2梯子間和管纜間的布置193.2.3安全間隙的確定193.3井筒凈斷面尺寸的確定19第四章主井提升設備214.1設計依據(jù)214.2設備選型計算214.2.1提升容器選擇與裝載位置214.2.2提升鋼絲繩的選擇計算224.2.3多繩摩擦式提升機的選擇264.2.4電動機容量選擇274.2.5提升系統(tǒng)防滑驗算284.3主井提升設備的配電與控制284.4輔助設備294.4.1礦井通風系統(tǒng)294.4.2礦井排水系統(tǒng)294.4.3壓縮空氣供應系統(tǒng)304.4.4礦井供電系統(tǒng)30第五章井筒支護與井壁結構325.1井筒支護325.1.1臨時支護325.1.2永久支護335.2井壁結構確定385.3井壁厚度確定40第六章基巖段井筒施工416.1施工方案選擇與井筒防治水416.1.1施工方案選擇416.1.2井筒防治水工作416.2施工中采用的新技術、新工藝、新設備、新材料426.3基巖段施工426.3.1掘進42第七章安全管理體系與技術措施497.1安全管理體系497.1.1總則497.1.2組織措施497.2井筒施工安全技術措施50參考文獻61辭62緒論立井是礦井建設的關鍵工程，立井施工速度的快慢和工程質量的優(yōu)劣對礦井投資與生產均有重要影響。隨著科學技術的發(fā)展和實踐經驗的不斷豐富，我國煤礦建井技術有了很大的發(fā)展和提高。立井井筒是礦井通達地面的主要進出口，是礦井生產期間提升煤炭(或矸石)、升降人員、運送材料設備、以與通風合排水的咽喉工程。其設計合理與否，將直接影響礦井的生產、礦井建設的速度以與投資的效益。立井井筒工程量占礦井建設總工程量僅3.5—5％，但其建設工期卻占總工期的40％左右。隨著市場競爭與提高經濟效益的要求，加快立井施工速度，是縮短礦井建設工期的關鍵，特別是大于800m的深立井井筒，加快施工速度尤其重要。20世紀80年代全國煤炭基建立井平均月施工速度僅20—30m，1986—1996十年間全國立井井筒只有23次突破百米大關。我國立井井筒施工已經跨入世界先進行列，在建設工期、質量和投資效益方面均達到較高水平，在國際競爭總承擔了印度、巴基斯坦、土耳其等10余個國家的礦井建設任務。同時和美國、英國、法國、俄羅斯等數(shù)十個建井技術較先進的國家進行著廣泛的合作與交流。為了本次的設計，我在東歡坨煤礦實習期間收集了很多資料，本井田除新生界地層較厚，建井條件復雜需采用特殊方法鑿井外，煤層賦存與開采條件十分優(yōu)良，屬理想的高產煤層，適宜采用綜合機械化開采，為建設高產高效的現(xiàn)代化礦井提供了良好的資源條件。根據(jù)礦區(qū)地質條件和煤層分布情況，全礦區(qū)規(guī)劃為兩對礦井，兩礦井之間以F17斷層為界，F(xiàn)17斷層以東為東歡坨煤礦（規(guī)模0.9Mt/a），F(xiàn)17斷層以西為二礦（規(guī)模1.8Mt/a），礦區(qū)先期開發(fā)東歡坨煤礦。本設計的實踐性很強，要通過實習、課題教學、課程設計三個環(huán)節(jié)緊密配合，才能使我們較好的掌握其容。本設計涉與到井筒支護設計、提升設備選擇、井筒斷面設計、筒壁厚度設計、施工方法設計等。第一章礦區(qū)概況與井田地質特征1.1地理位置與交通東歡坨井田位于省豐潤縣城與新軍屯兩鎮(zhèn)之間，東距市約15km。由市至玉田、寶坻縣的公路經過本井田。井田北有京鐵路，東有京山和唐遵鐵路，京唐高速公路和市外環(huán)線公路均在礦井附近，交通便利。礦區(qū)交通位置圖1.2自然環(huán)境本井田屬于沖積平原地形，井田既無山巒起伏，也無河流穿過，地形甚為平坦。北部油房莊附近地形標高為+23m，南部南莊附近為+2m，地形坡降為1.6‰，地勢東北高，西南低。井田南端緊鄰一夏秋積水的“油葫蘆泊”。井田西北2～5km處有一泥河，平行本井田急傾斜翼淺部邊界，由東北流向西南，流量較小但河床較寬，遇降雨量大時亦有泛濫發(fā)生，但影響圍較小。兩岸筑有土壩與人工溝渠，對防洪有一定作用。地質報告未提供洪水水位標高，但在東歡坨村附近從未受到洪水威脅。本區(qū)屬大陸性氣候，夏季炎熱多雨，冬季寒風凜冽。最高氣溫39.6℃，最低氣溫-21℃，平均氣溫11.1℃。平均降雨量為614.7mm，最大降雨量為1007.7mm，年平均蒸發(fā)量1321.1mm，平均濕度34.8%。冰凍期由每年12月至翌年3月初，凍土深度0.6～0.8m。積雪最小厚度40mm，最大厚度190mm。年最多風向為東風，其次為偏北風，最大風速為25m／s。根據(jù)省最新頒布的地震區(qū)劃圖，本區(qū)地震烈度為八度。開灤礦區(qū)已有百余年的煤炭開采歷史，是我國大型煤炭地之一，包括本礦井在，開灤(集團)XX公司現(xiàn)共有生產礦井10個。因本井田被巨厚沖積層覆蓋，除劃給地方的魯各莊區(qū)外，附近別無其它小煤礦建設或開采。1.3水源、電源、勞動力與建材來源礦井水資源豐富，能保證生產與生活用水，水源可靠。礦井電源引自城220kV變電站，供電電源可靠。礦井工業(yè)場地建有110kV變電站，雙回路運行。礦井續(xù)建所需的主要建筑材料如鋼材、木材、水泥、砂石等都可以在當?shù)氐玫浇鉀Q。1.4井田地質特征1.4.1地層本井田地層與開平煤田其它各礦地層基本一樣，精查地質勘探揭露了第四系與上古生界地層，由老到新敘述如下：（1）、中奧統(tǒng)馬家溝組(O2)根據(jù)區(qū)域地質資料，中奧統(tǒng)的馬家溝組地層在開平煤田厚約400m，以厚層塊狀灰色與褐紅色豹皮狀石灰?guī)r為主。本井田鉆孔揭露該地層最大厚度91.63m，頂部多呈黃褐色，溶洞裂隙發(fā)育，與上覆煤系地層呈平行不整合接觸。（2）、中石炭統(tǒng)組(C2)本層總厚度為50～60m。底部為7m左右的“G層鋁土巖”，頂部為厚約4m的灰?guī)r即K3灰?guī)r，中間主要為灰色、深灰色的砂巖與淺灰、灰白色鋁土質粘土巖，夾兩層薄層灰?guī)r即K1與K2。（3）、上石炭統(tǒng)①開平組(C31)：本組頂界為K6灰?guī)r底，厚約60m。主要以灰色、深灰色細砂巖、粉砂巖與粘土巖為主，夾兩層海相灰?guī)r(即K4、K5灰?guī)r)。②各莊組(C32)：本組頂界為9煤的細砂巖底面，厚度為60～l00m。巖性以粉砂巖、細砂巖與砂巖為主，夾粘土巖與煤層，近底部為K6灰?guī)r。（4）、下二迭統(tǒng)①大苗莊組(P11)：該組頂為中砂巖或細砂巖底部，厚60～l00m。巖性以灰色、深灰色粉砂巖、細砂巖為主，局部夾粘土巖或中砂巖，②唐家莊組(P12)：本組頂界為“A層鋁土巖”之下的巨粗不等粒長石石英砂巖底部沖刷面，厚度為120～230m，一般厚200m左右。（5）、上二迭統(tǒng)古冶組（6）、第四系覆蓋于全井田，由北向南逐漸加厚，厚度為150～650m。上部由各粒度的砂層、礫石層、粘土層交互組成，下部以雜色巨厚礫石層與卵石層為主，含水豐富，局部夾少量砂層或砂礫層。表1-1煤的工業(yè)分析表煤號工業(yè)分析膠質層厚(m)Y羅加指數(shù)LR灰分(%)A揮發(fā)份(%)V含硫量(%)S含磷量(%)P9#原煤19.9015.94.030.01670～1822.63精煤7.4514.52.420.0059本井田煤系地層屬石炭二迭系地層，其中上石炭統(tǒng)開平組、各莊組與下二迭統(tǒng)大苗莊組為主要含煤地層。共含煤17層，其中可采與局部可采煤層9層，煤層編號自上而下依次為5、7、8、9、11、12—1、12—2、12下、14—l煤?？刹擅簩涌偤穸葹?9.7m。本次設計的是第9層煤，9層煤屬于可采中厚煤層。煤質與煤的可選性,原煤磷份：各煤層原煤含磷量不一，無明顯變化規(guī)律，其它各煤層磷含量均大于0.01％。表1-2煤層特征表序號煤層名稱煤層厚度（m）傾角圍巖性質煤硬度煤牌號容重（t/m3）煤層結構與穩(wěn)定性最大～最小平均平均可采厚度頂板底板19#1.47～10.464.1014粘土巖或粉沙巖粉砂巖獲粘土氣煤肥煤1.35穩(wěn)定1.4.2構造本井田位于車軸山向斜兩翼，車軸山向斜屬開平煤田西側的一個含煤構造，主要受新華夏系構造控制，構造線多呈北東向。車軸山向斜為一狹長不對稱向西南方向傾伏的大型含煤向斜，向斜軸走向約為N60oE，向斜軸面向北西方向傾斜。以向斜軸劃分，其東南翼(緩傾斜翼)地層走向N30oE，產狀較緩，傾角12°～18°，一般14°左右；其西北翼(急傾斜翼)地層走向N70oE，產狀較陡，傾角65°～80°，一般為70°左右。經過精查地質勘探、二維和三維地震勘探，本井田共查明3條斷層。緩傾斜翼多發(fā)育性、扭性的高角度傾向或斜交正斷層。以斷層性質分，正斷層3條；以控制程度分，可靠斷層3條，以斷層落差分，小于10m的1條，10m～20m的2條。表1-3斷層特征表序號斷層編號斷層性質斷層落差(m)斷層產狀控制程度備注走向傾向傾角（°）1F2′正0~16N.WN.E62°~72°可靠三維地震勘探報告提出27F15正4~13N15°EN.W69°~78°可靠構造地質補充報告提出1.4.3煤層與其頂?shù)装鍘r性特征本井田地層與開平煤田其它各礦地層基本一樣，精查地質勘探揭露了第四系與上古生界地層，由老到新敘述如下：（1）、中奧統(tǒng)馬家溝組(O2)根據(jù)區(qū)域地質資料，中奧統(tǒng)的馬家溝組地層在開平煤田厚約400m，以厚層塊狀灰色與褐紅色豹皮狀石灰?guī)r為主。本井田鉆孔揭露該地層最大厚度91.63m，頂部多呈黃褐色，溶洞裂隙發(fā)育，與上覆煤系地層呈平行不整合接觸。（2）、中石炭統(tǒng)組(C2)本層總厚度為50～60m。底部為7m左右的“G層鋁土巖”，頂部為厚約4m的灰?guī)r即K3灰?guī)r，中間主要為灰色、深灰色的砂巖與淺灰、灰白色鋁土質粘土巖，夾兩層薄層灰?guī)r即K1與K2。（3）、上石炭統(tǒng)①開平組(C31)：本組頂界為K6灰?guī)r底，厚約60m。主要以灰色、深灰色細砂巖、粉砂巖與粘土巖為主，夾兩層海相灰?guī)r(即K4、K5灰?guī)r)。②各莊組(C32)：本組頂界為9煤的細砂巖底面，厚度為60～l00m。巖性以粉砂巖、細砂巖與砂巖為主，夾粘土巖與煤層，近底部為K6灰?guī)r。（4）、下二迭統(tǒng)①大苗莊組(P11)：該組頂為中砂巖或細砂巖底部，厚60～l00m。巖性以灰色、深灰色粉砂巖、細砂巖為主，局部夾粘土巖或中砂巖，②唐家莊組(P12)：本組頂界為“A層鋁土巖”之下的巨粗不等粒長石石英砂巖底部沖刷面，厚度為120～230m，一般厚200m左右。1.4.4煤層與煤質（1）煤層情況：表1-4煤的工業(yè)分析表煤號工業(yè)分析膠質層厚(m)Y羅加指數(shù)LR灰分(%)A揮發(fā)份(%)V含硫量(%)S含磷量(%)P9#原煤19.9015.94.030.01670～1822.63精煤7.4514.52.420.0059本井田煤系地層屬石炭二迭系地層，其中上石炭統(tǒng)開平組、各莊組與下二迭統(tǒng)大苗莊組為主要含煤地層。共含煤17層，其中可采與局部可采煤層9層，煤層編號自上而下依次為5、7、8、9、11、12—1、12—2、12下、14—l煤?？刹擅簩涌偤穸葹?9.7m。本次設計的是9煤層，9煤層屬于穩(wěn)定可采中厚煤層。表1-5煤層特征表序號煤層名稱煤層厚度（m）傾角圍巖性質煤硬度煤牌號容重（t/m3）煤層結構與穩(wěn)定性最大～最小平均平均可采厚度頂板底板19#1.47～10.464.1012粘土巖或粉沙巖粉砂巖獲粘土氣煤肥煤1.35穩(wěn)定1.4.5水文地質特征（1）地表水特征第四系底部卵礫石層孔隙水、石炭二迭系砂巖裂隙水與奧灰?guī)r溶水組成本井田承壓水力系統(tǒng)。第四系底部卵礫石層超覆所有基巖含水層露頭，由于露頭無沖積或殘積成因的粘土之類阻隔，所以卵礫石含水層與基巖含水層尤其是與大面積隱伏的奧灰含水層水力聯(lián)系密切。裂隙水賦存于向斜盆地的石炭二迭系粗、中細粒級砂巖地層。裂隙密集，多為開，寬度大于lmm，實見有20mm以上者，產狀近于直立?？锥螁挝怀鏊炕騿挝晃鼭{量普遍高于相鄰的開平向斜井田。奧灰?guī)r溶水產于煤系基底厚度400m以上的白云質和灰質地層之中。歷年少量勘探已表明其透水性與富水性強于區(qū)其它所有含水層。特別指出的是，砂巖裂隙水以層狀徑流進行自身循環(huán)的同時，通過貫穿層間的裂隙網(wǎng)絡，發(fā)生垂向水力聯(lián)系。（2）、煤系含水層與隔水層①煤系含水層以水源為背景，按水位、水化、水溫的連續(xù)性與鉆孔抽水流場反映，將煤系含水層分為三組八段。以第四系底部卵礫石水為補給水源的A層本組法線厚度在-500m水平主石門一線約280m，A層下80m中等含水段；本組厚度約140m～155m，K3～G層富水性極不均一的含水段。②煤系隔水層：A層鐵鋁質粘土巖；G層鋁土質粘土巖。1.4.6沼氣煤層和自燃根據(jù)“冀煤安辦（2004）4號文“關于2004年度開灤集團公司礦井瓦斯等級鑒定結果的批復”，東歡坨礦井瓦斯絕對涌出量為0.211m3／min，瓦斯相對涌出量為0.142m3／t，采區(qū)最大瓦斯相對涌出量為0.270m3／t。隨著開采向深部延伸，瓦斯涌出量可能時進行瓦斯等級鑒定。本礦井煤塵具有爆炸性，爆炸指數(shù)40.7％～43.4％。9、11、12-1煤易自燃，9煤自然發(fā)火期為8～12個月，11、12-1煤自然發(fā)火期為3～6個月。地溫正常，無熱害沼氣、煤塵和自燃1.4.7煤質、煤的牌號與用途原煤磷份：各煤層原煤含磷量不一，無明顯變化規(guī)律，其它各煤層磷含量均大于0.01％。表1-6煤的工業(yè)分析表序號煤層名稱牌號水分（％）M灰分（％）A揮發(fā)分（％）V含硫量（％）S發(fā)熱量MJ/Kg備注12345678929肥煤1.0613-209.630.4729.67動力煤地質勘探程度為了順利開發(fā)東歡坨井田，更好地滿足煤礦建設和生產需要，國家和建設單位都投入不少資金對井田進行了多次勘探?？碧焦ぷ鹘洑v了普查(1956年)、精查(1978年)、二維地震補充勘探(1992年)、水文地質補充勘探(1993年)和采區(qū)三維地震補充勘探等勘探階段。隨著歷次勘探工作的深入與礦井投產后的實際揭露，對礦井水文地質條件和煤層賦存情況也有了更進一步的認識，為設計部門和生產單位更準確地核實礦井儲量、確定礦井生產能力與搞好采區(qū)接替提供了更可靠的依據(jù)，勘探成果基本滿足設計與生產需要。第二章礦井儲量、年產量與服務年限2.1井田境界井田境界應根據(jù)地質構造、儲量、水文、煤層賦存情況、開采技術條件、開拓方式與地貌、地物等因素，進行技術分析后確定。一般以下列情況為界：(1)以大斷層、褶曲和煤層露頭、老窯采空區(qū)為界；(2)以山谷、河流、鐵路、較大的城鎮(zhèn)或建筑物的保護煤柱為界；(3)以相鄰的礦井井田境界煤柱為界；東歡坨煤礦井田境界，東部以F2斷層為邊界；西南至，南部到-160m煤層露頭，北部至9煤層-500m底版等高線，井田平均走向長度為6.1km。傾向長度為1.8km。井田面積為12.1km22.2井田儲量礦井儲量是指礦井井田邊界圍，通過地質手段查明的符合國家煤炭儲量計算標準的全部儲量，又稱礦井總儲量。塊段法是根據(jù)井田鉆孔勘探情況，由幾個煤厚相近鉆孔連成塊段。根據(jù)此塊段的面積，煤的容重，平均煤厚計算此塊段的煤的儲量，再把各個經過計算的塊段儲量取和即為全礦井的井田儲量。2.2.1礦井設計儲量礦井設計儲量為礦井工業(yè)儲量減去設計計算的斷層煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱和已有的地面建筑物、構筑物需要留設的保護煤柱等永久煤柱損失量。而在該井田圍只有煤田境界煤柱和斷層煤柱?？蓵簳r按工業(yè)儲量的5－7％計入，本設計取5％，故：＝－P（2.1）式中：Z——礦井設計儲量；Z——礦井工業(yè)儲量；P——永久煤柱損失量按工業(yè)儲量的5－7％計入，本設計取5％；由此：礦井設計儲量Z＝6857×（1－7％）＝6377.02萬噸2.2.2礦井工業(yè)儲量表2-1礦井工業(yè)儲量匯總表地質開采條件儲量級別比例（％）簡單中等復雜大型中型小型大型中型小型中型小型井田A+B級儲量占總儲量的比例4035253540202515第一水平A+B級儲量占本水平儲量的比例70604060503040不作具體規(guī)定第一水平A級儲量占本水平儲量的比例4030153020不作具體規(guī)定不要求表2-2礦井高級儲量比例煤層名稱工業(yè)儲量（萬噸）備注ABA+BCA+B+C9煤層2631836346731206857符合總計2631836346731206857符合2.2.3礦井設計可采儲量礦井設計可采儲量為礦井設計儲量減去工業(yè)場地保護煤柱、礦井井下主要巷道與上下山保護煤柱后乘以采區(qū)回采率所得到的儲量。各種主要巷道的可采儲量見表。表2-3礦井可采儲量匯總表開采水平煤層名稱工業(yè)儲量(A+B+C)(萬噸)礦井設計儲量（萬噸）礦井可采儲量（萬噸）永久性煤柱損失設計儲量設計煤柱損失可采儲量斷層境界工業(yè)廣場井下巷道其他Ⅰ9685779.5109.476668.03124.8166.2無63772.3礦井年儲量與服務年限2.3.1礦井工業(yè)制度根據(jù)設計大綱規(guī)定以與結合礦井實際情況。規(guī)定該設計礦井年工作日為330天，每日三班工作，每日工作8小時，每日凈提升時間數(shù)為16小時。2.3.2礦井服務年限初步設定該礦井設計年產量為0.9Mt/a，根據(jù)公式：（2.2）式中：T——礦井服務年限，年；Z——礦井可采儲量，萬噸；A——礦井生產能力，萬噸/年；K——儲量備用系數(shù)，K=1.3～1.5，此處取1.4。由此驗算服務年限如下：＞40年符合要求。第三章立井井筒斷面設計井筒斷面設計包括確定井筒斷面尺寸，選擇井壁結構并確定井壁厚度，繪制井筒斷面施工圖和編制工程量以與材料消耗表。3.1提升容器的選擇提升容器的選擇是由井筒用途和礦井年產量決定的。專門用作提升煤的容器，通常選用箕斗，用作升降人員、材料、設備和提升矸石的容器都選用罐籠。當一套提升設備兼作提升煤和升降人員用，則選用罐籠。我國的煤礦用箕斗和罐籠，分別適用于各種剛性罐道和柔性罐道等多種類型。按照提升鋼絲繩類型，又分單繩和多繩提升兩類，其中多繩提升具有提升安全、鋼絲繩直徑小、設備重量輕等優(yōu)點，因而在大中型礦井使用日益廣泛。該礦井設計井型為90萬噸/年，考慮設置一對井筒進行提升，即主井和副井進行提升。主井采用箕斗提升，主要負責提煤；副井采用罐籠提升，負責提矸、下料、升降設備和人員等各種輔助提升。提升為主井和副井提升，大巷運輸水平為550m水平，地面井田標高為19.2m，提升高度為550m，故應采用立井多繩摩擦式提升機，副井筒也采用多繩摩擦式提升機進行提升3.1.1主立井提升容器確定⑴一次合理提升量（3.1）式中：A——礦井設計生產能力,t；c——提升不均衡系數(shù),箕斗井為1.1～1.15,取1.1；——提升富裕系數(shù),第一水平取1.15；t——日提升小時數(shù),取16h；n——年工作日數(shù),取330d；——一次循環(huán)時間,s；（3.2）其中：H——提升高度，m；箕斗井：（3.3）其中：——礦井開采水平垂直深度，m；——卸載水平至井口水平距離，m，取20m；——裝載水平至井底車場水平距離，m，取20m；——最大提升經濟速度，其中；——加速度，取0.7；U——箕斗在曲軌上減速與爬行所需的附加時間，取u=10s；——休止時間，s，取θ＝10s；表3-1箕斗休止時間箕斗規(guī)格（t）5與以下5～9121620休止時間（s）810121620所以：＝500+20+20＝540m＝＝9.3m/s＝＝91.4s所以：＝5.5t3.1.2選擇提升容器規(guī)格尺寸根據(jù)Q值與煤的松散容重即可選用6t標準箕斗，根據(jù)表中斗箱有效容積，計算一次實際提升量：Q=（3.4）式中：——煤的松散容重,取,煤的容重為1.35,為碎脹系數(shù),取1.05；——箕斗容積；β——滿度系數(shù)，取0.95；＝＝1.29t/m3所以：Q=＝12.3t根據(jù)箕斗實際提升量，選擇JDS－16/150×4型多繩摩擦式16t箕斗?；酚行莘e10m33.1.3.副立井提升容器的確定副立井主要擔負提升人員、材料、設備、矸石的任務。根據(jù)輔助運輸設備和井下矸石量，初步選擇罐籠型號為GDS－1×2/75×4型1t礦車雙層四車罐籠，其自重為7t。要求最大班工人下井時間一般不超過40min，最大班凈作業(yè)時間，一般不超過6h（包括提人、材料、矸石…），其中升降工人時間，按工人下井時間的1.5倍，升降其它人員時間，按升降工人的20％，提升矸石按日出矸量的50％；升降坑木、支架按日需量的50％。⑴下井人數(shù)的確定因為該礦年產量為90萬噸，且工作制度為“三、八制”，二班半采煤半班準備。所以該礦總工作人員為：n＝＝909其中管理人員占10％，為91人。井下工人為909-91＝818人所以下井最大工人數(shù)818/3＝272人⑵用提升人員進行驗算：（3.5）式中：——每罐提升人數(shù)，24人；——最大作業(yè)班下井人數(shù)，200人；——提升加速度，取0.7m/s2；＝500+20＝520其中：——礦井開采水平垂直深度，m；——卸載水平至井口水平距離，取20m；——穩(wěn)罐附加時間，?。?s；θ——上下人員休止時間，取40s；所以：＝＝497272人滿足要求。⑶以最大班凈作業(yè)時間6小時驗算①提矸石每班作業(yè)時間（小時）（3.6）式中：——每日矸石提升量，t；——一次循環(huán)時間，s；——每次矸石提升量，t；所以：＝3.46h＝208min②升降其他人員的時間0.2×（min）（60min）（3.7）＝25.9min0.2×＝0.2×25.9＝5.18min③下坑木、支架按日需量的50%計算；取0.3h＝18min④下炸藥2~4次，取3次；保健車2~4次，取3次；運送設備5~10次，取8次；其他5~10次，取7次；則：總計3+3+8+7＝21次21×91.4s＝32min所以：總作業(yè)時間為：208+25.9+5.18+18+32＝289.08min＝4.8h<6h滿足要求。3.2井筒斷面布置井筒斷面應根據(jù)選定的提升容器與井筒裝備的類型來布置，井筒斷面除提升間以外，根據(jù)井筒的用途，往往還需要布置梯子間、管纜間或延深間。井筒斷面的布置，既要滿足井筒提升容器等設備布置要求，又要力求縮小井筒斷面，簡化井筒裝備，以達到節(jié)約材料和投資的目的。根據(jù)提升容器和井筒裝備的不同，井筒斷面布置形式多種多樣。一般較為典型的井筒斷面布置形式3.2.1罐道梁的層格結構根據(jù)罐道位置的不同，罐道梁的層格結構有通梁、山字形、懸臂梁、懸臂支架、無罐道梁以與裝配式組合珩架等布置形式。通梁和山字形層格結構是我國過去常見的布置形式。不不能適應深井、重載以與高速運行。懸臂梁和懸臂支撐架布置，簡化了層格結構，節(jié)省了鋼材，但是，安裝要求精確。無罐道梁布置是在層格中取消了罐道梁，將罐道直接固定在拖架上的一種新型裝備結構，其技術經濟效果優(yōu)越，目前國外在長條形罐籠的井筒中已有采用，裝配式組合架層格結構，是將罐道布置在提升容器的對角線上，并固定在裝配式珩架上。這種層格結構穩(wěn)定性好，適用于重載、高速的大型深礦井，具有節(jié)省鋼材、通風好、提升穩(wěn)定等優(yōu)點，是今后深井井筒裝備的發(fā)展方向。3.2.2梯子間和管纜間的布置梯子間布置應與管路、電纜一并考慮，盡量相互靠近布置，以便檢修管路、電纜。一般梯子間布置在與罐籠長軸平行的一側。管路應盡量布置在梯子間的一側，有時也可布置于提升間一側；當管路較多時，則可分開布置于提升間兩側的管纜間，但部分管路安裝檢修不便。3.2.3安全間隙的確定提升容器相互之間，提升容器與罐梁、井梁、井壁之間的安全間隙是布置井筒、設計井筒斷面的重要參數(shù)，應按《煤礦安全規(guī)程》的規(guī)定選取。3.3井筒凈斷面尺寸的確定井筒凈斷面尺寸主要根據(jù)提升容器規(guī)格和數(shù)量、井筒裝備的類型和尺寸、井筒布置方式以與個中安全間隙來確定，最后用通過精通的風速校核。井筒凈斷面尺寸的確定步驟如下：根據(jù)井筒的用途和所采用的提升設備，選擇井筒裝備的類型，確定井筒斷面布置形式。根據(jù)經驗數(shù)據(jù)，初步選定罐道梁型號、罐道截面尺寸或罐道繩的類型和直徑，并按《煤礦安全規(guī)程》規(guī)定，確定間隙尺寸。根據(jù)提升間、梯子間、管路、電纜占用面積和罐道梁寬度、罐道厚度以與規(guī)定的間隙，用圖解法或解析法求出井筒近似直徑。當井筒凈直徑小于6.5m時，按0.5m進級；大于6.5m時，一般以0.2m進級確定井筒直徑。根據(jù)已經確定的井筒直徑，驗算罐道梁型號以與罐道規(guī)格。根據(jù)驗算后確定的井筒直徑和罐道梁、罐道規(guī)格，重新作圖核算，檢查斷面的安全間隙，并做出必要的調整。根據(jù)通風要求，核算井筒斷面，如不能滿足，則最后按通風要求確。第四章主井提升設備4.1設計依據(jù)設計井型：0.9Mt/a提升高度：540m(井口軌面標高+19.2m，井下裝載點標高-500m，卸載高度+15.7m，箕斗裝載口至箕斗底部的高度10.165m)工作制度：330d×16h4.2設備選型計算4.2.1提升容器選擇與裝載位置根據(jù)主井提升高度與提升量要求，提升容器選用一對JDS－16/150×4型多繩摩擦式箕斗，其主要參數(shù)為：載重16t，質量(包括首尾繩懸掛裝置)16.9t，本體高度15.69m，提升容器中心距S=1.935m。根據(jù)防滑計算，箕斗需加防滑配重4108kg。主井位置二1煤層上覆基巖厚度為99.5m，其中車場水平上89.2m，車場水平下10.3m。根據(jù)主井井檢孔資料，基巖風化帶厚度36.72m，扣除風化帶后，二1煤層上覆穩(wěn)定基巖厚62.78m，其中車場水平上穩(wěn)定基巖厚度52.48m。根據(jù)巖層條件，主井裝載系統(tǒng)位置設計考慮了以下二個方案：方案一：水平上裝載半上提方式，主井底采用斜巷清撒煤。該方案沿基巖風化帶下部布置煤倉與裝載系統(tǒng)，主井底采用斜巷清撒煤系統(tǒng)。煤倉上口在基巖面以下34.7m，進入底部風化帶6m左右（含煤倉上口巷道高度）。煤倉上口標高-470.5m，裝載皮帶巷標高-500.5m，煤倉高度30m，裝載硐室與裝載皮帶巷位于基巖面以下64.7m。主井水窩底標高-551m，位于車場水平（-525m）下26m，主井水窩與副井水窩深度一樣，主、副井底平巷貫通后集中設斜巷清撒煤系統(tǒng)。該方案的主要優(yōu)點是：主井裝載系統(tǒng)與煤倉均位于風化帶下較穩(wěn)定的巖層，對硐室的穩(wěn)定和支護有利。缺點是：主井水窩低于車場水平26m，需作清理撒煤斜巷，清撒煤不便。方案二：水平上裝載全上提方式，主井底采用平巷清撒煤系統(tǒng)。該方案將主井裝載系統(tǒng)與井底水窩全部上提至車場水平上，主井底通過車場水平作平巷清理撒煤。從煤倉上口至主井井底最小高度為80.5m，而車場水平上基巖包括風化帶總厚89.2m，故該方案煤倉上口在基巖面以下8.7m，上倉皮帶機頭硐室頂在基巖面以下4.7m，煤倉上口標高-444.5m，裝載硐室與裝載皮帶巷位于基巖面以下38.7m，裝載皮帶巷標高-474.5m，煤倉高度30m，主井水窩底與車場水平標高一致，通過車場水平作平巷直接清理主井撒煤。該方案的主要優(yōu)點是：主井底采用平巷清撒煤系統(tǒng)，系統(tǒng)簡單，工程量省，且清撒煤極為方便；減少主井深度26m。主要缺點是：整個裝載系統(tǒng)的上半部分包括部分上倉斜巷、全部煤倉和整個膠帶機頭硐室均位于基巖風化帶。而基巖風化帶據(jù)主井井檢孔資料，巖性以砂質泥巖為主，泥質巖類成分被高嶺土化和蒙脫石化，巖體強度大大降低，節(jié)理裂隙發(fā)育，屬較差穩(wěn)定型。因此對硐室的施工和支護極為不利，雖然技術上可采取注漿法施工，但仍存在有風險，作為裝載系統(tǒng)一旦有問題將影響全礦井正常生產?；谏鲜龇治?，設計認為方案一更有利于主井裝載系統(tǒng)的施工支護和長期穩(wěn)定，風險性較小，故作為設計推薦方案。待井筒施工揭露風化帶后，應對巖層風化程度進行專題研究，一旦認為風化帶風化程度較弱，采取技術措施可以保障裝載系統(tǒng)穩(wěn)定時，不排除按方案二實施的可能性。4.2.2提升鋼絲繩的選擇計算立井多繩摩擦式提升，宜采用同向捻的提升鋼絲繩。⑴提升鋼絲繩的繩端荷重Qd箕斗提升時：Qd＝（Q+Q2）g，N；（4.1）罐籠提升時：Qd＝〔Q2+2（G+G0）〕g，N；（4.2）式中：Qd——鋼絲繩繩端荷重，N；Q2——罐籠的質量，kg；Q——一次提升量，kg；2——每次提升的礦車數(shù)；G——礦車中的裝載質量，kg；G0——礦車的質量，kg；G——重力加速度，9.8N/kg；所以：箕斗提升時：Qd＝（Q+Q2）g＝（12300+7000）×9.8＝189140N罐籠提升時：Qd＝〔Q2+2（G+G0）〕g＝〔7000+2×（1000+592）〕×9.8＝99803.2N⑵鋼絲繩最大懸垂度Hc＝HH＋Ht＋Hkˊ，m（4.3）式中：Hc——尾繩環(huán)的高度，m；HH＝Hg＋1.5s（4.4）s——提升鋼絲繩的中心距，m；Hg——過卷高度，取6.5m；Ht——提升高度，m；Ht＝Hz＋Hs＋Hx（4.5）Hz——裝載水平至井下運輸水平的高度，取20m；Hx——卸載水平至井口的高度，取20m；Hs——井筒深度，m；Hkˊ——提升容器在卸載位置時，容器底部至主導輪軸的高度；Hk′=Hr＋Hg＋h＋H2x（4.6）Hr——容器全高，m；h——導向輪中心距樓板層面高度，h＝0.75R；R——導向輪半徑，m；H2x——主導輪中心至導向輪中心的高度，m；根據(jù)所選提升容器查表得箕斗全高為15.69m，罐籠全高為10m。按《煤礦安全規(guī)程》第397條表6規(guī)定，取v＝6m/s時，過卷高度取6.5m，即Hg＝6.5m。根據(jù)井筒斷面布置和所選容器得外形尺寸可知，罐籠提升得提升鋼絲繩的中心距為300mm，箕斗提升的提升鋼絲繩的中心距為300mm。根據(jù)主導輪直徑為2.8m查表可知H2x＝5m，且主導輪半徑為R＝1.4m。①對于箕斗井：HH＝Hg＋1.5s＝6.5+1.5×0.3＝6.95mHt＝Hz＋Hs＋Hx＝20+500+20＝540mHk′=Hr＋Hg＋h＋H2x＝12+6.5+0.75×1.25+5＝25.9m所以：Hc＝HH＋Ht＋Hkˊ＝6.95+540+25.9＝572.85m②對于罐籠井：HH＝Hg＋1.5s＝6.5+1.5×0.3＝6.95mHt＝Hz＋Hs＋Hx＝20+500+20＝540mHk′=Hr＋Hg＋h＋H2x＝10+6.5+0.75×1.4+5＝22.55m所以：Hc＝HH＋Ht＋Hkˊ＝6.95+540+22.55＝569.5m⑶確定鋼絲繩每米質量P箕斗提升：P，Kg/m（4.7）罐籠提升：P，Kg/m（4.8）式中：——鋼絲繩公稱抗拉強度，Pa；——鋼絲繩密度，Kg/m3；n——鋼絲繩數(shù)目；g——重力加速度，m/s2；ma——提升鋼絲繩的安全系數(shù)；《煤礦安全規(guī)程》規(guī)定當鋼絲繩懸垂長度不大于1200m時，按下列公式計算ma：專為升降物料時：ma＝7.2-0.0005人員和物料混合提升時：ma＝9.2-0.0005同時鑒于我國立井多采用抗拉強度為1550N/mm2和1700N/mm2兩種鋼絲繩，不妨取鋼絲繩的公稱抗拉強度＝1550N/mm2＝1550×106Pa。查表并計算可得鋼絲繩密度為9552Kg/m3。①對于主井（箕斗井）ma＝7.2-0.0005＝7.2-0.0005×572.85＝6.92所以： P＝2.65Kg②對于副井（罐籠井）ma＝9.2-0.0005＝9.2-0.0005×569.5＝8.92所以：P＝1.98Kg根據(jù)計算出的P值，主井提升鋼絲繩決定選用繩6×19股（1+6+12）繩纖維芯，直徑為25.9mm的鋼絲繩，其參考質量為250.90Kg/100m，430000N。副井提升鋼絲繩決定選用繩6×7股（1+6）繩纖維芯，直徑為24.5mm的鋼絲繩，其參考質量為212.90Kg/100m，鋼絲破斷拉力總和為鋼絲破斷拉力總和為345000N。⑷驗算鋼絲繩的安全系數(shù)箕斗提升時：6.97>6.92罐籠提升時：9.58>9.00所以鋼絲繩的安全系數(shù)均能滿足《煤礦安全規(guī)程》的要求。4.2.3多繩摩擦式提升機的選擇提升機的選擇是在確定主導輪直徑口和鋼絲繩最大凈力差Fe后，查提升機特征表確定的。⑴主導輪直徑根據(jù)《安全規(guī)程》規(guī)定，摩擦式提升機的主導輪直徑D與鋼絲繩直徑d之比應符合下列要求：有導向輪時：D≥90d對箕斗井：D/d＝2800/24.5＝114>90對罐籠井：D/d＝2800/23＝122>90所以主導輪直徑選D＝2.8m，主、副井均能滿足《安全規(guī)程》的要求。鋼絲繩最大靜力Ff的計算，對于等重尾繩與輕尾繩提升系統(tǒng)的Ff?；诽嵘龝r：Ff＝〔Q2+Q+np（Hk′+Ht）+nqHH〕×gN（4.9）＝〔7000+12300+4×2.65×（25.9+540）+4×2.65×6.95〕×9.8＝248647.658N罐籠提升時：Ff＝〔Q2+2（G+G0）+np（Hk′+Ht）+n1qHH〕gN（4.10）＝〔7000+2×（1000+592）+4×1.98×（22.55+540）+4×1.98×6.95〕×9.8＝144005.5N⑵鋼絲繩作用在主導輪上的最大靜力差Fc箕斗提升時：Fc＝〔Q+︱ΔHt︳〕g＝（12300+0）×9.8＝120540N（4.11）罐籠提升時：Fc=〔4G+(ΔH+1)〕g＝（4×1000+1）×9.8＝39210N（4.12）式中：Δ——提升鋼絲繩與平衡尾繩總單位質量之差，對于等重尾繩的提升系統(tǒng)Δ＝0，上式中Δ取其絕對值；4.2.4電動機容量選擇本部分容，不進行運的學和動力學的計算，只進行近似計算：（4.13）式中：K——礦井提升阻力系數(shù)，箕斗井取1.15，罐籠井取1.2；——減速器傳動效率，取0.92；P——動負荷影響系數(shù)，P＝1.2－1.4；V——提升速度，V＝0.4；P＝＝1821Kw根據(jù)計算功率選定提升機型號為：JKM－2.8/4（Ⅱ），其性能特征如下：主導輪直徑2.8m，導向輪直徑2.5m，鋼絲繩最大凈力差為95KN，鋼絲繩允許最大直徑為28mm，最大提升速度11.8m/s，減速器的速比7.35，最大扭距為230KN/m，電動機功率為1900Kw，最大允許功率計算值為1000Kw，電動機轉數(shù)為720r/min，最大轉數(shù)750r/min，傳動方式為單電機傳動。。4.2.5提升系統(tǒng)防滑驗算主井提升機摩擦輪的圍抱角為182.73o，采用K25高性能摩擦襯墊，摩擦系數(shù)≥0.25。選用進口恒減速型液壓制動系統(tǒng)，具有二級制動功能。經防滑驗算，提升系統(tǒng)在各種提升狀態(tài)下保險閘所產生的的制動減速度，上提重載全部機械的制動減速度不大于5m/s2，下放重載全部機械的制動減速度不小于1.5m/s2，并且不超過滑動極限，均滿足《煤礦安全規(guī)程》第四百三十三條的規(guī)定。表4-1主井提升系統(tǒng)防滑驗算表作業(yè)名稱靜防滑安全系數(shù)σj動防滑安全系數(shù)σd實際的安全制動減速度azs、azx、azk滑動極限減速度[a]zs、[a]zx、[a]zk提升重載2.489>1.751.556>1.253.889m/s24.396m/s2下放重載2.489>1.751.556>1.251.500m/s21.864m/s2空運行3.064m/s23.112m/s24.3主井提升設備的配電與控制根據(jù)提升設備選型情況、《礦山電力設計規(guī)》(GB50070-94)和《煤礦安全規(guī)程》的要求，主井提升機采用DTC直接轉矩控制電控系統(tǒng)。該系統(tǒng)調節(jié)回路采用國外公司進口全數(shù)字DTC傳動調節(jié)控制裝置，實現(xiàn)提升機無級調速、高效運行。該系統(tǒng)采用全數(shù)字控制，雙PLC熱備冗余，主控計算機能完成手動、自動、檢修、低爬等各種運行方式的控制要求，其中檢修速度不大于0.5m/s，低爬速度為0.1m/s，滿足提升機各種工況下速度圖、力圖要求。實現(xiàn)對調速系統(tǒng)行程速度給定的控制，實現(xiàn)完善的保護功能，對于全速超速、井筒兩端減速段超速、上下過卷等安全保護具有多重保護。同時，還能完成定點速度監(jiān)視、井筒開關監(jiān)視、冷卻空氣流量的監(jiān)測、電機溫度檢測、閘瓦磨損與彈簧疲勞的監(jiān)控與保護功能，實現(xiàn)連續(xù)速度包絡線監(jiān)測保護和定點速度監(jiān)測保護功能。實現(xiàn)數(shù)字行程給定功能，定位精度≤|2|cm，并實現(xiàn)數(shù)字行程的雙箕斗位置顯示，在井筒設置同步開關對光電編碼器進行同步校正。系統(tǒng)具有提升信號顯示、提升保護、綜合后備保護、故障自診斷、行程、速度圖、開車準備狀態(tài)、控制系統(tǒng)狀態(tài)、高低壓電源回路、直流主回路、安全回路等實時顯示以與報表打印功能，便于事故的預測和分析處理，保證提升機安全可靠的運行。系統(tǒng)監(jiān)控計算機與礦井調度室計算機聯(lián)網(wǎng)，把提升機的運行情況與有關參數(shù)與時傳遞給礦井調度室，并可通過礦井計算機網(wǎng)絡，使相關人員可與時了解提升情況。此外提升機還可以通過轉換柜實現(xiàn)全載半速運行功能，操作方式：有手動/半自動/全自動/井筒檢修四種操作方式。井筒檢修為手動低速運行控制。在全自動方式下，能實現(xiàn)主井全自動化提升，運行方式為電動加速—等速運行—電氣制動正力減速—爬行。4.4輔助設備4.4.1礦井通風系統(tǒng)本礦井為低瓦斯礦井，無煤塵爆炸危險。根據(jù)礦井的開拓布置，初期采用中央并列抽出式通風系統(tǒng)，由副井進風，中央風井回風。經綜合技術經濟比較選用BDN20型通風機,R62-6型電動機。4.4.2礦井排水系統(tǒng)井下主排水采用一級排水系統(tǒng)，在副井井底建立排水泵房，將礦井涌水直接排到地面。礦井正常涌水量210m3/h，最大涌水量360m3/h，排水高度350m。根據(jù)《煤礦安全規(guī)程》的有關規(guī)定，經技術經濟分析比較后礦井選擇3臺250D60×7型高揚程水泵，配JSQ-1510-4型電動機，功率1250kW，電壓10kV。根據(jù)計算，排水管選用外徑為299mm的標準壁厚8mm，徑283mm無縫鋼管2趟，1趟工作,1趟備用，沿副立井井筒敷設，采用管接頭連接或直接焊接連接，以焊接為主。4.4.3壓縮空氣供應系統(tǒng)礦井初期宜設置地面集中空壓機站，通過鋪設管路將壓縮空氣輸送到選煤廠與井下風動工具的用風地點。壓縮空氣設備選型如下：（1）選擇SA-375W型螺桿壓縮機4臺，供選煤廠加壓過濾機用風，單臺空壓機排氣量64m3/min，排氣壓力0.6MPa，配套電動機功率375kW，電壓10kV；（2）選擇SA-250W型螺桿壓縮機2臺，平時主要供井下風動工具用風，1臺工作，1臺備用；選煤廠開機前攪拌介質桶時2臺空壓機同時工作。該空壓機排氣量40.5m3/min，排氣壓力0.85MPa，配套電機功率250kW，電壓10kV。4.4.4礦井供電系統(tǒng)（1）供電電源：東歡坨煤礦的供電電源有兩個：一個是城220kV變電站，一個是礦井工業(yè)場地自建電廠。城變至東歡坨煤礦的220kV輸電線路已建成，線路導線型號為LGJ-185，線路長度為22km。自建電廠至東歡坨煤礦的220kV輸電線路也已建成，線路導線型號為LGJ-185，線路長度為2km。目前礦井220kV變電站的雙供電電源已形成。（2）地面供電：220kV變電站分別以10kV電壓雙回路電纜向工業(yè)場地主、副井絞車、壓風機、通風機等地面高壓負荷與站動力變壓器、選煤廠變電所、鍋爐房變電所供電，以10kV電壓五回路電纜向井下負荷供電。在鍋爐房附近建鍋爐房10kV變電所，安裝兩臺型號均為SCB10-1000/101000kVA10±2×2.5％/0.4KVDyn11動力變壓器，分別以380V電壓雙回路電纜向安全監(jiān)控與通信調度系統(tǒng)、鍋爐房等地面低壓負荷供電；分別以380V電壓單回路電纜向礦井辦公樓、機修車間、矸石山排矸系統(tǒng)等地面低壓負荷供電。工業(yè)場地高低壓配電系統(tǒng)均采用放射式供電方式。（3）井下供電：選用五回MYJV42—6/103X150mm2煤礦用交聯(lián)聚乙烯絕緣粗鋼絲鎧裝聚氯乙烯護套電力電纜，沿副井井筒下至副井底井下中央變電所供井下負荷用電。在副井底設井下中央變電所，并與主排水泵房聯(lián)建；在東一盤區(qū)第二中部車場設東一盤區(qū)變電所；在西二盤區(qū)-640m水平設西二盤區(qū)變電所，并與-640m水平排水泵房聯(lián)建。井下中央變電所分別向主排水泵、東大巷膠帶輸送機、西大巷膠帶輸送機、西二盤區(qū)膠帶輸送機、東一盤區(qū)變電所、西二盤區(qū)變電所等高壓負荷與主副井底低壓負荷供電。東一盤區(qū)變電所與西二盤區(qū)變電所均采用雙回路電源供電，東一盤區(qū)變電所分別向東一盤區(qū)軌道運輸大巷掘進頭、東一盤區(qū)工作面軌道運輸順槽掘進頭、東一盤區(qū)工作面膠帶運輸順槽掘進頭、東一盤區(qū)綜采面移動變電站供電。西二盤區(qū)變電所分別向西二盤區(qū)軌道巷無極繩絞車、西二盤區(qū)工作面軌道運輸順槽掘進頭、西二盤區(qū)工作面膠帶運輸順槽掘進頭、西二盤區(qū)軌道下山掘進頭、西二盤區(qū)膠帶運輸下山掘進頭、西二盤區(qū)綜采面移動變電站、西二盤區(qū)水泵房供電。井下供電電壓等級分為：高壓10kV，低壓為1140V和660V，照明和電鉆電壓為127V。第五章井筒支護與井壁結構5.1井筒支護在井筒向下掘進一定深度后，便應進行永久支護，起支撐地壓、固定井筒裝備、封堵涌水以與防止巖石風化破壞等作用。根據(jù)巖層條件、井壁材料、掘砌方式以與施工機械化程度的不同，可先掘進1~2個循環(huán)后，然后再掘進工作面砌筑永久井壁。5.1.1臨時支護采用普通法鑿井時，一般臨時支護愈掘進工作面的空幫高度不超過2~4m。它是一種臨時性的防護措施，除要求穩(wěn)定和牢固外，還應力求拆裝迅速簡便，常用的有以下幾種形式：（1）掛圈背板臨時支護：因巖層比土層穩(wěn)定，相鄰井圈的圈距可加大，一般為0.8~1.5m，如果圍巖穩(wěn)定，還可采用插花背板，以減少架設工作量和材料消耗。這種臨時支護架設和拆遷費時，每次使用后還要整修，復用率低，爆破時易積存巖塊，增加了安全檢查與掃圈的時間。同時，提放材料也要占用提升時間。加之不能防止巖層風化，所以已經漸漸被混凝土臨時支護所代替，只是在通過破碎帶或軟巖層時，有時作為局部的維護幫的措施。（2）噴混凝土臨時支護：其施工在爆破后的矸石堆上進行，根據(jù)巖層的不同條件，還可采用噴砂漿或加錨桿和金屬網(wǎng)等綜合支護形式。由于它施工速度快、效率高、適應性強，目前已經被廣泛使用。立井噴射混凝土臨時支護，目前常用的是干噴法。由于井筒直通地面，工作空間較小，噴漿機和混凝土的配料、拌和等設備均在地面井口附近，拌和好的干料由壓氣徑鋼管送至井下，噴射在井幫上。施工過程一般分以下幾步：①混凝土的配料和拌和②混凝土干拌和料的輸送③混凝土的噴射④混凝土與錨噴網(wǎng)聯(lián)合支護（3）掩護筒：這種臨時支護形式，適用于穩(wěn)定巖層的平行作業(yè)方式，它要求掘砌段高不大，有時會發(fā)生巖幫掉落卡住掩護筒，使下放困難，還需要重型設備懸吊。它的有點在于能省去臨時支護，實現(xiàn)掘砌平行作業(yè)，加快施工速度，在懸吊設備允許的條件下，應優(yōu)先考慮。東歡坨礦的臨時支護，采用干噴混凝土的形式?？紤]到其對施工人員的健康的影響，可以在工程進行中嘗試采用濕噴法。5.1.2永久支護砌筑永久井壁是井筒施工中的一個重要工序。施工方法要根據(jù)巖幫的穩(wěn)定條件、砌壁段高、臨時支護型式、支護材料、井壁結構形式和施工設施的不同而異。（1）錨噴支護：隨著錨噴支護在平巷和峒室工程中的大量推廣使用，在立井井筒中也得到采用，除在穩(wěn)定巖層中使用外，對于穩(wěn)定性較差的部分松軟巖層，均有使用成功的先例。它的施工工藝與錨噴臨時支護相類同，但施工質量要求嚴格，噴層厚度也較大。施工中應該注意以下幾點：①采用噴混凝土作永久支護的井筒，均應實現(xiàn)光面爆破施工，以減少井筒開挖量，維護圍巖穩(wěn)定性；②噴射前，利用井筒測量的中、邊線，測定井筒荒徑，如不合格，必須刷幫或噴填處理，要挖100~200m深，然后噴射填補。在井壁四周設置一定數(shù)量的井筒徑標準，以控制噴厚；③噴射時，巖幫的浮矸和巖粉一定要用水沖洗，嚴防夾層。若采用分次復噴，間隔時間較長，則應對已噴面清洗，然后再噴；④上下井段接茬時，要注意上段底部是否有巖塊和回彈堆積物，否則應處理清洗后再噴；⑤根據(jù)井筒圍巖的變化，正確選擇噴混凝土，錨噴、錨噴網(wǎng)等支護型式，必要時可加鋼筋、鋼圈等加固措施。與平巷一樣，立井噴混凝土具有一系列的優(yōu)點，但作為礦井咽喉的立井井筒，服務年限長，對井壁的質量要求應該嚴格，要使噴射混凝土的井壁的施工真正做到圍巖充填密貼，并壁光整高強，不漏水。今后還需要進一步積累經驗，提高施工質量，完善檢查手段，以擴大這種支護的使用圍。（2）整體現(xiàn)澆混凝土井壁：施工時先按設計的徑立好模板，然后將地面攪拌好的混凝土，通過管路或材料吊桶送至澆灌地點，灌注而成。由于這種井壁比較可靠，成型規(guī)整，封水性好，又便于機械化施工，應用較為普遍。①模板：整體現(xiàn)澆混凝土井壁的模板按材料可分為木模板、預制混凝土模板和金屬模板；按結構型式又分拆卸式模板、活動模板和整體滑動模板。使用比較多的有以下幾種：A拆卸式金屬模板：每圈模板的塊數(shù)根據(jù)井筒直徑而定，但每塊模板不宜過重，以便工人搬運安裝方便，模板高以一米為宜。這種模板可在掘進工作面爆破后的巖石堆上或空中吊盤上架設，自上而下逐圈澆筑混凝土，它不受砌壁段高的限制，可連續(xù)施工，且段高愈大，整個井筒掘砌工序的倒換次數(shù)和井壁接茬愈少。由于它使用可靠，易于操作，井壁成型好，封水性強，使用較為廣泛。但它的缺點在于立模、拆模費時，勞動強度大，材料用量多等。B活動模板它是整體移動式模板，根據(jù)脫模裝置的結構型式可分為：a門軸式活動模板：這種模板可直接在工作面的巖石堆上進行立模，模板愈高，模板倒換次數(shù)愈少，井壁接茬少，整體性好，但脫模與澆搗較困難。施工時，一般段高取2~4m，為便于砌壁操作，模板上常附設簡易工作操作臺，掘進時，可轉動工作臺支撐，拆落臺板，收起工作臺。但是脫模時，需人力拉動，即費力又容易發(fā)生變形，致使脫模門關不嚴，井壁不規(guī)整，甚至無法繼續(xù)使用。b伸縮式活動模板：它與門軸式活動模板的區(qū)別是，不設脫模門，而是靠旋轉螺旋桿或緊松鋼楔達到撐開和收縮模板的目的。這種模板在結構形式和模板變形較門軸式活動模板均有所改善，即可用于掘進工作面砌壁，也能用于吊盤上高空澆筑井壁。它的缺點在于常常因螺桿剛度不足而產生扭曲變形，螺紋也易受混凝土沾污而旋轉不靈，螺旋桿比較短，模板收縮量受限制，脫模不靈活，所以使用不普遍。c整體滑升模板它由模板、操作平臺和提升機具三部分組成。施工時，可站在操作臺上不斷地澆筑混凝土，同時，提升系統(tǒng)也帶著模板和操作平臺，頻頻向上滑升。模板有可調式和固定式，前者吸收了活動模板可調的結構特點，模板圈筒可收縮脫模，使其即可整體上滑，又能收縮下放，以適應分段進行澆筑混凝土的要求。后者不能變徑收縮下放，但是整體性好，不易收縮變形。為減少滑升時的阻力，模板圓筒上口的直徑應稍大于下口，保持0.2%~0.5%的錐度。模板高度取決于筑壁速度和脫模時間。一般混凝土的脫模強度應控制在0.05~0.25MPa左右，模板高度以1.2~1.4m為宜。滑升動力裝置可為液壓千斤頂、鑿井絞車、絲杠千斤頂和電動葫蘆等，使用較多的為前兩種。東歡坨礦凍結段井筒的外層混凝土井壁采用可調節(jié)液壓整體金屬模板。層混凝土井壁采用液壓滑升模板，在凍結段掘砌施工到底后，在井底組裝，一次滑升到井口，連續(xù)澆注，連續(xù)滑升，實現(xiàn)機械化快速施工的要求。②混凝土的輸送：現(xiàn)澆混凝土施工，所需混凝土量大又集中，盡可能實現(xiàn)儲料、篩選、上料、計算和攪拌等工藝流程的機械化作業(yè)，其個機具的布置與噴混凝土施工相似。也可采用綜合攪拌站，實現(xiàn)上料、計算和攪拌機械化，生產率可大大提高。當井筒直徑較大，砌壁工程量較大時，可增加溜灰管趟數(shù)，同時多頭澆筑，這是應在吊盤上設置分灰器與溜槽，以加快砌壁速度。③砌壁吊盤：井筒砌壁時的立模、澆灌、搗固和拆模等工序，在時間上，可與井筒掘進同時進行，也可先后順序作業(yè)；在空間上，可在井底工作面，也可在井高空進行。不論采用哪種方式，都需要設置吊盤。砌壁盤的層數(shù)、層間距與其結構形式，可根據(jù)井筒掘、砌兩大工序的時間與空間關系以與砌壁模板型式和施工工藝來確定。它可單獨設置砌壁專用盤，也可直接利用掘進吊盤，還有的組成掘砌綜合多層盤。常用的有以下幾種形式：A二層盤：通常掘進吊盤分為兩層盤，其上層作為保護盤，下層用于吊掛掘進設備和安置提升信號。二層盤的上下層之間要有充分的操作空間，一般不小于2.5m，增加層間距，可加大一次澆筑混凝土井壁的高度，減少井壁接茬和吊盤起落次數(shù)，但過大，不利于澆搗上部混凝土和吊盤的穩(wěn)定性，我國一般不超過6m。兩層盤之間為剛性，并設置爬梯。B三層盤：它在上述兩層盤的下面，增掛一層盤，用于拆模板和檢修井壁。拆下的模板可送至上面一層盤上作循環(huán)使用。這樣加速模板的周轉，減少一次砌壁循環(huán)使用的模板數(shù)，并使拆模和澆灌混凝土平行施工，加快了砌壁速度。C四層盤：頂?shù)變蓪颖P為一剛性整體，頂層為保護盤，底層為砌壁托盤。中間兩層盤為另一剛性整體，它由設于頂層盤上的雙層絞車驅動，能在頂?shù)妆P之間作上下移動，砌壁時，上盤澆筑混凝土，下盤用于脫模，頂層盤設分灰器，兩層盤的間距即為一次砌筑高度。D五層盤：當采用外爬式液壓滑膜進行掘砌平行作業(yè)，頂層為保護盤，第二層用以下送材料設備、上下人員和安置分灰器，它上面與吊盤懸吊鋼絲繩直接。第三層為滑膜上盤，用以綁扎鋼筋、澆筑混凝土。第四層是安設液壓裝置、拆卸爬桿，它與第三層盤為一剛性整體。第五層用作安放刃腳、承托井壁。二層至五層用金屬爬梯聯(lián)通。E掘砌綜合吊盤：它把掘進盤和砌壁盤組成一整體，可用一套懸吊設備，且使砌壁和掘進的工作面始終保持一定距離。即便于集中管理，又可避免因井各盤經常變換各自位置而影響吊桶的提升速度。東歡坨礦的吊盤的設計，綜合考慮掘砌作業(yè)方式、模板形式和施工操作各因素，并且兼顧結構堅固穩(wěn)定，重量輕，便于施工，主、副、