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某主斜井改造工程设计

主斜井井筒原井刷大

 

 

 

第一章概述

工程概况

工程概况:

原回风斜井长407.731m,倾角16°,净宽3.1m,净高2.445m,净断面6.4m²。

改造方案为:

利用并刷大其一、二段井筒(长度407.731m),在此基础上,方位角不变,以倾角16°延伸53.039m,这样主斜井井筒长度260.77m,净宽5.0m,净高4.0m,断面17.32m²。

布置一条1000mm宽,运量260t/h的带式输送机,作为煤炭运输。

同时布置一套架空乘人器,用于运输人员上下井。

井筒内敷设消防洒水管路以及下井电缆,同时用于安全通道。

编写依据

1、主斜井井筒工程招标文件。

2、主斜井井筒工程,平面图、剖面图、断面图。

3、《煤矿井巷工程质量验收规范》GBJ50213-2010

4、《煤矿井巷工程质量检验评定标准》MT5009-94

5、煤矿安全规程(2011年版)

6、《锚杆喷射混凝土支护技术规范》GB50086-2001

7、《山西省煤矿建设安全规定》(试行)

8、《建设工程安全生产管理条例》国务院令第393号文

9、工程建设标准强制性条文矿山部分建设标准[2001]92号文

10、《煤炭工业建设工程质量管理规定》

11、《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》

12、《煤炭建设工程质量技术资料管理规定与评级办法》

13、《建设工程质量责任主体和有关机构不良记录管理办法》2003年7月1日实行。

6、现行国家标准、行业标准及其它有关规范、规定。

第二章水文及地质条件

第一节地质条件

一、地层

本井田为基岩半裸露区,在沟谷及山梁出露陶系中统峰峰组、石炭系中统本溪组、石炭系上统太原组、二叠系下统山西组及下石盒子组、二叠系上统上石盒子组地层、第四系分布于山梁及沟谷两侧。

根据地表出露情况及钻孔揭露资料,将井田地层由老至新分述如下:

1、奥陶系中统下马家沟组(O2x)岩溶裂隙含水组

岩性以厚层白云质灰岩为主,中厚层石灰岩、薄层白云质泥质灰岩互层,厚40--130m,岩溶、裂隙、溶隙、溶孔发育。

2、奥陶系中统上马家沟组(O2s)岩溶裂隙含水组岩性为豹皮状厚层灰岩,CaO含量高,杂质少,厚40--130m,岩溶裂隙发育。

3、奥陶系中统峰峰组(O2f)为含煤地层基底,一般厚度90.80-110.44m,平均100.50m。

分为上下两段。

下段岩性为灰及深灰色泥灰岩及石膏层,夹薄层厚层状石灰岩,石膏层多为纤维状。

上段岩性为灰色厚层状石灰岩,夹薄层泥灰岩。

4、石炭系中统本溪组(C2b)平行不整合覆盖于峰峰组之上。

厚度9.14-25.90m,平均为20.16m,由灰色及浅灰色铝质泥岩、石灰岩、灰黑色泥岩、粉砂岩、中细粒砂岩、不可采的极不稳定12煤层及“山西式铁矿”组成。

5、石炭系上统太原组(C3t)整合覆于本溪组地层之上。

K1石英砂岩底至K7砂岩底,厚度为72.68-100.06m,平均85.42m。

为本区主要含煤地层之一。

岩性主要以灰黑色泥岩、粉砂岩、中细粒砂岩、石灰岩(K2、K3、K4)及煤层(5、6上、6、6下、7、7下、8、9、9+10+11、11下号)组成。

本井田内9+10+11号煤层稳定可采,其它煤层为不可采的不稳定煤层。

分三段叙述如下:

(1)、下段(C3t1)K1石英砂岩底至K2石灰岩底,厚度12.08-22.78m,平均17.58m。

K1为中细粒石英砂岩,钙质或硅质胶结,致密、坚硬,厚1.10—7.23m,平均2.42m。

为灰白色铝土岩夹黑色泥岩,含不稳定的薄层状石灰岩及9、9+10+11、11下煤层,其顶部为9、9+10+11号煤层,9+10+11煤层稳定,厚度大,结构复杂,为本区的主要可采煤层之一。

9煤层稳定,大部与10+11煤层合并,分叉区内9煤层零星可采。

(2)、中段(C3t2)K2石灰岩底至K4石灰岩顶,厚28.67-43.15m,平均36.65m,该层灰岩全区稳定,岩性主要以深灰色K2、K3石灰岩、灰黑色泥岩、粉砂岩、灰色中细粒砂岩及7、7下、8号薄煤层组成。

K2石灰岩全区稳定,厚9.62—13.26,平均11.62m,岩性为深灰色生物碎屑石灰岩,含燧石结核,夹泥岩簿层;其上为黑色泥岩夹8号煤层,8号煤层上为K3灰岩,厚度1.95-8.05m,平均6.10m,全区稳定。

K3石灰岩之上为泥岩、细砂岩、砂质泥岩和粉砂岩,夹7、7下号两层薄煤层。

本段顶部为K4石灰岩在本区极不稳定,厚0.37-2.85m,平均1.71m。

K4石灰岩之下为砂质泥岩和粉砂岩,夹7、7下薄煤层。

7、7下、8号煤层在本井田未见可采点,为不稳定不可采煤层。

(3)、上段(C3t3)从K4石灰岩顶至K7砂岩底,厚22.56-42.20m,平均30.44m,由砂岩、粉砂岩和泥岩组成,其主要特点是该段上下均为灰白色或灰黑色砂岩或粉砂岩,中间为厚层灰黑色或黑色泥岩,含5、6上、6、6下不可采薄煤层。

底部K5砂岩,厚0.95—7.81m,平均3.910m,岩性为灰白色中细粒砂岩,层面富含黑色有机质。

5、6上、6、6下号煤层在本井田未见可采点,为不稳定不可采煤层。

6、二叠系下统山西组(P1s)整合覆于太原组之上,K7砂岩底至K8砂岩底。

厚度为24.75-43.01m,平均34.81m。

为本区主要含煤地层之一。

岩性主要以黑灰色泥岩、粉砂岩、砂质泥岩和灰白色细粒砂岩为主,含1、2上、2、2下、3、3下号煤层。

其中2号煤层为可采煤层。

其它煤层均为不可采煤层。

7、二叠系下统下石盒子组(P1x)与下伏山西组地层呈整合接触,由K8砂岩底至K10砂岩底,厚度106.00-147.60m,平均123.18m,据岩性组合特征可分为上、下两段:

下段(P1x1)由K8砂岩底至K9砂岩底,厚度为52.50-73.20m,平均59.90m。

岩性主要以灰白色细-中粒砂岩为主,夹灰色、深灰色粉砂岩、泥岩及薄煤线。

底部为K8砂岩,厚度1.20-12.75,平均6.73m,岩性为灰白色、巨厚层状中、粗粒砂岩,成分多以石英为主,长石次之,分选较好,孔隙式胶结,K8砂岩不稳定,局部相变为粉砂岩或砂质泥岩。

下部以灰色、深灰色、灰黑色泥岩、粉砂岩为主,夹1-3层薄煤线。

上部以深灰色泥岩、粉砂岩为主,局部夹一层煤线;上段(P1x2)K9砂岩底至K10砂岩底,厚度为53.50-74.40m,平均63.28m。

岩性主要由灰绿色粉砂岩、灰绿色含紫色斑块泥岩及灰绿色中粒砂岩组成。

底部K9砂岩为绿色中粒砂岩,碎屑含量约90%,主要由75%的石英和10%的长石组成,杂基占10%,主要为水云母、高岭石等粘土矿物,分布较均匀。

其上多以灰色、深灰色粉砂岩为主,夹紫色斑块的灰绿色泥岩,是K9砂岩的辅助标志层。

顶部为紫红色、灰绿色铝质泥岩,巨厚层状,俗称“桃花泥岩”,是确定K10砂岩的辅助标志层。

8、二叠系上统上石盒子组下段(P2s1)K10砂岩底至K12砂岩低,厚度一般为200m左右,本井田内保留厚度约160m,为黄绿色、紫红色泥岩、粉砂岩夹中、细粒砂岩组成。

底部为K10砂岩,厚度4.95-11.00m,平均7.93m,为黄绿色中细粒长石石英砂岩,底部为粗粒或含砾。

9、第四系中更新统(Q2)厚20~50m,平均35.00m。

岩性以浅黄色亚粘土、亚砂土、耕植土及钙质结核等组成。

二、含煤地层

本井田含煤地层包括石炭系中统本溪组、上统太原组及二叠系下统山西组、下石盒子组。

其中太原组、山西组为主要含煤地层,前者含主要可采9+10+11号煤层,后者含主要可采2号煤层,本溪组、下石盒子组含1-2层薄煤层。

现就主要含煤地层简述如下:

(一)太原组(C3t)

(1)、下段(C3t1)

K1石英砂岩底至K2石灰岩底,厚度12.08-22.78m,平均17.58m。

K1为中细粒石英砂岩,钙质或硅质胶结,致密、坚硬,厚1.10—7.23m,平均2.42m。

为灰白色铝土岩夹黑色泥岩,含不稳定的薄层状石灰岩及9、9+10+11、11下煤层,其顶部为9、9+10+11号煤层,9+10+11煤层稳定,厚度大,结构复杂,为本区的主要可采煤层之一。

9煤层稳定,大部与10+11煤层合并,分叉区零星可采。

(2)、中段(C3t2)

K2石灰岩底至K4石灰岩顶,厚28.67-43.15m,平均36.65m,该层灰岩全区稳定,岩性主要以深灰色K2、K3石灰岩、灰黑色泥岩、粉砂岩、灰色中细粒砂岩及7、7下、8号薄煤层组成。

K2石灰岩全区稳定,厚9.62—13.26,平均11.62m,岩性为深灰色生物碎屑石灰岩,含燧石结核,夹泥岩簿层;其上为黑色泥岩夹8号煤层,8号煤层上为K3灰岩,厚度1.95-8.05m,平均6.10m,全区稳定。

K3石灰岩之上为泥岩、细砂岩、砂质泥岩和粉砂岩,夹7、7下号两层薄煤层。

本段顶部为K4石灰岩在本区极不稳定,,厚0.37-2.85m,平均1.71m。

K4石灰岩之下为砂质泥岩和粉砂岩,夹7、7下薄煤层。

7、7下、8号煤层在本井田未见可采点,为不稳定不可采煤层。

(3)、上段(C3t3)

从K4石灰岩顶至K7砂岩底,厚22.56-42.20m,平均30.44m,由砂岩、粉砂岩和泥岩组成,其主要特点是该段上下均为灰白色或灰黑色砂岩或粉砂岩,中间为厚层灰黑色或黑色泥岩,含5、6上、6、6下不可采薄煤层。

底部K5砂岩,厚0.95—7.81m,平均3.910m,岩性为灰白色中细粒砂岩,层面富含黑色有机质。

5、6上、6、6下号煤层在本井田未见可采点,为不稳定不可采煤层。

(二)山西组(P1s)

K7砂岩底至K8砂岩底,厚度为24.75-43.01m,平均34.81m。

底部K7砂岩为灰-灰白色中细粒砂岩,厚1.36-9.60m,平均4.01m。

中下部为黑灰色泥岩、砂质泥岩及3、3下号煤层组成,,含少量植物化石,上部由黑灰色粉砂岩、砂质泥岩、细粒砂岩及1、2上、2、2下号煤层组成,含丰富的植物化石。

2号煤层为赋煤区全区稳定可采煤层。

1、2上、3下号煤层在本井田未见可采点,为不稳定不可采煤层。

2下号煤层仅一个孔可采。

3号煤层在本井田仅见2个不连续可采点,为不稳定不可采煤层。

三、井田构造

受区域克城——南湾里复式向斜构造的控制,本井田为一轴向北东的褶曲构造,地层总体向北倾斜,倾角一般5-12°,井田内发育9条褶曲,2个陷落柱,未发现断层,现将本井田内发育的褶曲、陷落柱构造叙述如下:

1、褶曲

1)、S1向斜

位于井田北部边界一带,轴向为N24°E—S79°E,两翼岩层基本对称,倾角6-8°,轴长3.3km。

2)、S2背斜

位于井田北西部ZK3-4南,轴向为N61°E,两翼岩层基本对称,倾角6-8°。

轴长1.1km。

3)、S3向斜

位于S2背斜南,轴向为N69°--42°E,两翼岩层基本对称,倾角6-8°。

轴长1.5km。

4)、S4背斜

位于井田中部补—5、补—8、补—3南一带,轴向为N63°--39°E,两翼岩层基本对称,倾角6-8°。

轴长3.5km。

5)、S5向斜

位于井田中南部补—4、ZK3-2、补—10南一带,轴向为N43°E,北西翼岩层缓,倾角6-8°,南东翼岩层陡,倾角8-12°。

轴长3.2km。

6)、S6背斜

位于井田中南部煤层露头一带,轴向为N37°E,北西翼岩层陡,倾角8-12°,南东翼岩层缓,倾角8-10°。

轴长2.0km。

7)、S7向斜

位于井田南部S6背斜东一带,轴向为N21°E,两翼岩层基本对称,倾角6-10°。

轴长2.0km。

8)、S8背斜

位于井田南东部,轴向为N39°E,两翼岩层基本对称,倾角8-10°。

轴长2.5km。

9)、S9向斜

位于井田南东部,轴向为N38°E,两翼岩层基本对称,倾角6-10°。

轴长2.0km。

四、陷落柱

1)、X1陷落柱

位于井田的北西部边界花山东一带,呈椭圆形,长轴呈北东向,轴长200m,短轴呈北西向,轴长180m。

刁尚沟矿2号煤层巷道揭露。

2)、X2陷落柱

位于井田的南东部边界上庄村北西一带,呈椭圆形,长轴呈北西向,轴长70m,短轴呈北东向,轴长50m。

原上庄矿9+10+11号煤层巷道揭露。

五、煤尘、瓦斯、自然、地温和矿压

1、根据矿井瓦斯涌出量预测报告的批复,晋牛煤矿0.90Mt/a规模,开采2号煤层时,矿井最大绝对瓦斯涌出量7.61m3/min,最大相对瓦斯涌出量4.02m3/t;开采9+10+11号煤层时,矿井最大绝对瓦斯涌出量7.38m3/min,最大相对瓦斯涌出量3.90m3/t。

属低瓦斯矿井属低瓦斯矿井。

2、2、9+10+11号煤层煤尘均有爆炸危险性。

3、本井田2、9+10+11自燃倾向性等级为Ⅱ级,自燃倾向性为自燃煤层。

4、2、9+10+11号煤层最高地温分别为13.2℃、14.5℃,地温总体变化向向斜轴部增高,这是因为向斜轴部煤层埋藏较深,随煤层埋深的增加而地温增高。

地温梯度在0.6℃-1.7℃/100m,平均为1.2℃/100m;恒温带深度120--150m。

总之,本区为地温属正常区。

未发现地压异常区。

第二节水文条件

一、地表水系

本井田属黄河流域,汾河水系。

井田为季节性水流基本常年无水,仅在雨季有短时流水,流量极小,河床为现代冲积、洪积层,调查的最高洪水位线均在水文地质图上填绘。

井田内各井口标高与所处地段的最高洪水位及有无洪水威胁。

见附表

井田内各井口与所处地段洪水位线关系

矿井名称或编号

开采煤层

井口标高

所处地段最高洪水位线

有无洪水灌井威胁

2-8

2

平峒1145

1140

2-9

2

平峒1153

1140

2-10

2

平峒1163

1155

2-11

2

平峒1191

1130

2-12

2

平峒1201

1130

2-23

2

平峒1178

1140

2-14

2

平峒1165

1140

2-15

2

平峒1200

1140

2-16

2

平峒1200

1120

2-17

2

平峒1204

1150

2-18

2

平峒1225

1150

2-19

2

平峒1225

1130

2-20

2

平峒1210

1130

2-21

2

平峒1178

1100

2-22

2

斜井1135

1140

2-23

2

平峒1184

1120

2-24

2

平峒1193

1100

2-25

2

平峒1186

100

2-26

2

平峒1148

1120

2-27

2

平峒1160

1120

2-28

2

斜井1117

1120

2-29

2

平峒1185

1120

2-30

2

平峒1120

1125

2-31

2

斜井1168

1120

2-32

2

斜井1132

1125

2-33

2

斜井1120

1125

2-34

2

斜井1140

1125

10-1

9+10+11

平峒1120

1110

10-2

9+10+11

平峒1122

1110

10-3

9+10+11

平峒1115

1110

10-4

9+10+11

平峒1145

1140

10-5

9+10+11

平峒1128

1120

10-6

9+10+11

平峒1135

1130

10-7

9+10+11

平峒1142

1130

10-8

9+10+11

平峒1080

1085

10-9

9+10+11

平峒1076

1060

10-10

9+10+11

平峒1110

990

10-11

9+10+11

平峒988

990

10-12

9+10+11

平峒985

950

二、主要含水层

井田的含水层自下而上有:

1、奥陶系中统石灰岩岩溶裂隙含水层(I)

主要富水含水层为中奥陶统峰峰组上段及上马家沟组二、三段,以厚层状石灰岩及泥岩为主,岩溶裂隙发育,奥灰顶部具古风化壳,钻孔冲洗液消耗量达15m3/h,埋藏浅,接受补给条件较好,属富水性强含水层组。

1990年8月20日--1990年10月14日山西煤田地质勘探144队乔家湾详查时曾在井田北东部约1.5km处施工1703号水文孔,对O2f+O2s进行抽水试验资料,水位标高为828.66m,单位涌水量为1.015L/s.m;2010年6月5日—2010年8月26日,山西省煤炭地质144勘查院在本井田西部(X=4012252.39Y=19524485.71H=1267.56)豹子沟煤矿施工了BZG1水文孔,对O2f+O2s进行抽水试验资料,水位标高为594.27m,单位涌水量为1.0392L/s.m;属富水性强的溶隙含水层。

1703孔施工时间较长,岩溶孔水位下降。

本报告采用BZG1水文孔资料推测本井田奥灰水水位标高为565—595m(详见地形地质图)。

2、太原组石灰岩(K4、K3、K2)岩溶裂隙含水层

主要由K4、K3、K2三层石灰岩组成,为9+10+11号煤层直接充水含水层。

K2灰岩平均厚度11.62m,岩石致密坚硬,K3灰岩平均厚度6.10m,K2、K3灰岩裂隙多由方解石脉充填,裂隙不发育,钻孔冲洗液消耗量较大,在施工过程中,K2灰岩大部分钻孔出现掉钻漏水现象,掉钻高度0.50—1.50m,难以堵漏,漏水现象很严重。

据井田北部约5km处的乔家湾煤炭详查区1703号钻孔抽水试验单位涌水量为0.0094-0.133L/s.m,渗透系数为0.01074—0.0119m/d,水质类型为HCO3·CO3--Ca型水,属富水性弱—中等的溶隙含水层。

3、山西组(K7)砂岩含水层

K7砂岩岩性以细粒砂岩为主,常相变为粉砂岩,裂隙不发育。

钻孔消耗量小于0.05m3/h,裂隙不发育,富水性弱,属富水性弱的裂隙含水层。

4、下石盒子组(K9、K8)砂岩裂隙含水层

砂岩含水层位于2号煤层以上,K9、K8砂岩裂隙含水层为2号煤层直接充水含水层,岩性为灰白色、灰绿色、黄绿色厚层状石英长石砂岩,多为钙质胶结,裂隙稍发育,钻进消耗量小于0.05m3/h。

据井田西部约6km处的乔家湾煤炭详查区901号钻孔抽水试验水位标高为1238.09m,单位涌水量为0.0097L/s.m,渗透系数为0.0119m/d,水质类型为HCO3·CO3—Na型水,属富水性弱的裂隙含水层。

富水性与蓄水构造及风化裂隙有关。

5、上石盒子组底部(K10砂岩)裂隙含水层

砂岩含水层较稳定,多呈透镜体,岩性为黄绿色,浅灰绿色中-细粒厚层状石英长石砂岩,埋藏浅时,风化裂隙及节理发育,局部含小砾。

泉水流量0.22L/s,因此,该层富水性为较弱裂隙含水层。

6、第四系砂砾层孔隙潜水含水层

分布于山间河谷及沟谷地带,主要由砂质粘土、粘土、砂砾石层组成,厚0-10m,赋存孔隙水,富水性受季节影响明显;总体上富水性较弱,仅做一般生活用水。

据民井提水试验得知,涌水量为1.35L/s,单位涌水量1.96L/s.m,渗透系数19.77m/d。

三、隔水层

1、下石盒子组泥岩、粉砂岩隔水层(K10砂岩底至K8砂岩顶)

隔水层主要由泥岩、粉砂岩夹有砂岩而组成,其间夹有裂隙不发育或稍发育的中粒砂岩,厚度变化大,一般厚90m左右,致密岩层对地表水及潜水起隔水作用。

2、太原组上部泥岩、粉砂岩隔水层(2号煤下至K3石灰岩顶)

隔水层由泥岩、粉砂岩夹有细粒砂岩组成,层位稳定,一般厚30m左右,在无断层贯通情况下,太原组石灰岩溶隙水将不会影响上组煤的开采。

3、太原组下部至奥灰之间泥岩、粉砂岩、石英砂岩隔水层(9+10+11号煤底板至O2f)

隔水层主要由本溪组铝土岩、泥岩、粉砂岩、石英砂岩等组成,由于沉积时古地形起伏不平,因而厚度变化较大,厚25-35m之间,对下伏奥灰含水层具有良好的隔水作用。

第三章巷道布置及技术特征

第一节巷道位置

1、地面位置:

主斜井井口中心坐标X=4008014.745、Y=1952443.672、Z=+1105.446。

地面标高+1105.446,井底标高+1071.474。

地面竖向交错排开主斜井、副斜井和回风立井。

主斜井距副斜井约400m、副斜井距回风立井约700m。

地面相对位置及建筑物:

四周有原老君煤矿宿舍楼、办公楼以及其他房屋,井下施工对地面建筑物无影响。

2、井下位置与四邻采掘情况:

井下近邻无其他矿井井巷开拓(现有地质资料提供)。

3、巷道用途:

主斜井用于矿井生产期间的煤炭运输及人员升、入井。

4、服务年限:

58.9年

5、施工期限:

主斜井自2012年3月开工,预计2012年9月竣工。

第二节施工条件

1、主斜井井口坐标:

X=4008014.745、Y=19529443.672、Z=+1105.446、a=151°41′41″。

自井口0m施工至41.441m以坡度-7°施工,41.441m至67.621m以坡度-7°变-2°(a=5°、R=300000、T=13098、KP=26180,单位为mm)施工,67.621m至180.68m以坡度-2°施工,180.68m至207.732m以坡度-2°变17.5°(a=15°30′、R=100000、T=13609、KP=27052,单位为mm)施工,207.732m至260.77m以坡度-17.5°施工至井底煤仓。

(附巷道断面图)

2、巷道底板起伏不平,运输线路复杂,运输设备多,因此,运输过程中要加强运输管理。

第三节巷道布置

设计蓝图显示在原有回风斜井改扩为主斜井担负煤炭提升任务,兼进风井及安全出口;主斜井半圆拱断面,净宽5.0m,净高4.0m,净断面积为17.32m²,斜长为260.77m(其中:

钢筋砼段92.621m,素砼段168.149m)井筒落底于15号煤层底板,井筒内每40m设一个躲避硐。

第四节巷道技术特征

1、主斜井井筒由原回风斜井的井筒长207.732m,倾角3°/8°,净宽3.1m,净高2.445m,净断面6.4m²。

刷大其井筒(长度207.732m)在此基础上,方位角不变,以倾角17.5°延伸53.039m,这样主斜井井筒长度260.77m,净宽5.0m,净高4.0m,断面17.32m²。

(1-1断面)为钢筋砼支护形式,直墙半圆拱断面,设计尺寸为:

净宽5m、墙高1.5m、净高4m,净断面17.32㎡,左帮基础0.25m、右帮基础0.5m,支护厚度为0.45m,强度C30;主钢筋选用直径20mm的螺纹钢,箍筋选用用直径8mm的圆钢。

铺底0.1m,水沟设计宽0.3m、净深0.2m、支护厚度0.1m。

铺底、水沟砌碹混凝土强度等级均为C20。

(2-2断面)为素砼支护形式,直墙半圆拱断面设计尺寸为:

净宽5m、墙高1.5m、净高4m,净断面17.32㎡,左帮基础0.25m、右帮基础0.5m,支护厚度为0.45m,强度C30。

铺底0.1m,水沟设计宽0.3m、净深0.2m、支护厚度0.1m。

铺底和水沟砌碹混凝土强度等级均为C20。

(3-3断面)为素砼支护形式,直墙半圆拱断面设计尺寸为:

净宽5m、墙高1.5m、净高4m,净断面17.32㎡,左帮基础0.25m、右帮基础0.5m,支护厚度为0.45m,强度C30。

铺底0.1m,水沟设计宽0.3m、净深0.2m、支护厚度0.1m,井筒内17.5°斜巷段设计台阶净宽0.5m、高0.25m。

铺底、台阶和水沟砌碹混凝土强度等级均为C20。

沿井筒

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