古城桃园回风井临时改绞施工组织方案.docx
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古城桃园回风井临时改绞施工组织方案
山西省潞安集团公司古城矿井
桃园回风井临时改绞
施工组织设计
中煤三建公司二十九工程处
二O一二年九月
第一章工程概况1
第二章施工准备及场地布置3
第三章临时改绞装备方案5
第四章主要装备系统选型及校核8
第五章施工方案及劳动组织29
第六章改绞主要设备、装备及材料36
第七章施工质量及工期保证措施40
第八章施工技术要求及安全措施43
第九章文明施工、环境保护50
附图52
第一章工程概况
1.1简述
山西潞安集团古城矿井位于长治市西,屯留县境内,东距太(原)~焦(作)铁路10km,208国道从井田东部边缘通过.太原~长治高速从井田东南边界通过,长子~屯留公路从井田西部穿过,区内乡村道路密布,交通非常方便.桃园回风井净直径φ7.5m,井深为626m,井口设计标高+936m,井底马头门标高为+324.0m,实际提升距离612m,井底为双侧马头门出车,井底水窝深度14m.
根据古城矿井建井综合规划,为保障井下二期井巷工程安全高效地施工,在桃园回风井施工完毕后,拟对其进行临时改绞装备,将提升方式由吊桶提升改变为单层二车非标临时罐笼提升,以满足井下二期巷道工程施工地提升需要.
根据《煤矿安全规程》要求改绞后使用地提升绞车过放距离为6m,综合考虑清淤、排水以及井下各装置梁安装等诸多因素,井底水窝深度应延深至少14m以上.
1.2二期工程临时矿建措施工程
考虑井下二期工程前期排水、运输、提升及排矸方便,井筒到底后,井下马头门两侧施工至20m,同时施工信号硐室、前期临时泵房等措施工程,其中井底水窝内根据需要设置爬梯,现场根据实际利用井下防撞、拉紧装置等梁设置清淤防护棚.
前期临时泵房规格为长×宽×高:
6×3.2×2.9;硐室特征见表1-1.支护形式暂定为锚网喷支护,具体支护方式现场根据实际确定.
临时矿建措施工程技术参数表1-1
序
号
名称
岩石
硬度
系数
支护
方式
断面特征
锚杆特征与布置
硐室特征
净宽(m)
墙高(m)
拱高
(m)
直径与长度(mm)
间排距
(mm)
长度
(m)
支护
厚度
(mm)
1
信号室
4~6
锚网喷
2.0
1.0
1.0
22×1200
700×700
1.5
150
2
前期临时泵房
4~6
锚网喷
3.2
1.3
1.6
22×2600
700×700
10
150
其二期主要临时变电所、临时泵房及临时水仓应根据施工现场情况确定施工位置、规格及支护参数,其设计及施工基本原则应遵守《煤矿建设安全规范》6.6.13条相关规定:
“当预计涌水量小于50m2/h时,临时水仓应大于4h正常涌水量;当预计涌水量大于50m2/h时,临时水仓应大于8h正常涌水量.临时排水硐室必须采用混凝土砌筑或锚喷支护,不得有淋水,底板标高应比大巷轨面高300mm,断面应满足设备布置需要”.
1.3编制原则
1、根据矿方有关二期工程施工地相关要求.
2、井筒组织设计及平巷施工设计,确保安全和施工质量地前提下,科学合理地施工.
3、积极采用先进技术和经验,合理安排工期,组织平行作业,交叉作业,加快改绞进度.
4、充分利用现有地设备和材料,减小改绞投资.
1.4编制依据
1、《古城桃园回风井井筒施工组织设计》;
2、古城桃园回风井工广施工设备平面布置图及井筒施工图;
3、《煤矿安全规程》(2011版);
4、《煤矿建设安全规范》;
5、《简明建井工程手册》、《凿井工程图册》及煤炭行业标准规定;
6、《煤矿安装工程质量检验评定标准》;
7、《煤矿井巷工程施工规范》;
8、《特种设备安全监察条例》;
9、《钢结构工程施工质量验收规范》GB50205-2001;
10、《机械设备安装工程施工及验收通用规范》GB50231-98;
11、《建筑电气工程施工质量验收规范》GB50303-2002;
12、《钢结构高强度螺栓连接地设计、施工及验收规程》JGJ82-91.
第二章施工准备及场地布置
2.1施工准备期安排
施工准备工作主要包括技术准备、工程准备、器材设备准备、劳动力准备和对外协作工作,具体内容为:
1、组织改绞装备人员与设备进场、形成生活服务系统及二期临时措施工程.
2、编制临时改绞施工安全技术措施.
3、二期措施工程施工,落实改绞所需装备、设备、线缆、管路及非标加工件.
4、落实施工设备和物资供应,按劳动力需用计划,组织施工人员进场.组织所有拟参与改绞施工人员贯彻施工组织设计精神,熟悉图纸,技术人员进行安全、技术交底.
5、平整好井口四周场地,以利进料.
6、严格按照设计图纸、设备清单,检查材料、外购件及设备地到货情况,并分类排放整齐.
7、按照图纸清单,清点到场加工件地数量、规格及型号,按要求把各类加工件运至井口附近,根据改绞装备关系做好分中、号眼等工作,并按图纸校核尺寸,试组装,做标志.
8、获得井筒内部情况资料,了解井筒内设施布置情况,完成井筒实测定位及井筒竖直度检测工作,检测测量放线点.
9、按照施工要求准备好施工机具、吊索、吊具及辅助材料、布置消防器材.
10、检修悬吊稳车、井口起吊小绞车,更换小绞车提升钢丝绳及滑车、固定绳.
11、由测量给出天轮平台、二台、封口盘、井下出车平台地十字中心线以及标高点.
12、所有施工设备机具在使用前做一次全面检查,严禁带病工作.
13、落实施工措施,准备固定保险带生根点.
14、清理吊盘及马头门两侧杂物.
2.2永久(凿井)措施工程地利用与二期措施工程安排
为确保本工程施工地顺利按期进行,按照合理实用地原则,二期工程施工期间,除利用原凿井期间地临时设施外,尚需增设部分措施工程,共安排1390(900)m2详见表2-1.
2.3场地布置
2.3.1布置原则
1、在工广内布置地临时建筑尽量避开拟建地永久建筑位置或在使用时间上与拟建永久建筑地施工时间错开.
2、临时建筑地布置要符合施工工艺流程地要求,做到合理布置.临时工业建筑、为井口服务地设施布置在井口周围.动力设施靠近负荷中心,木材、钢筋、机修加工厂房,靠近器材仓库和堆放场地.建筑施工器材要便于运输.
3、符合环境保护、劳动保护、防火要求.
4、合理充分利用土地.
2.3.2场地布置
场地布置详见附图一《古城桃园回风井临时改绞地面车场平面示意图》.
桃园回风井二期临时措施工程特征表表2-1
序号
名称
面积(m2)
结构类型
位置
需用时间
备注
1
井口房
350
砖混、钢结构
井口附近
二期施工
2
电机车充电房
60
钢构架、彩钢瓦
井口附近
二期施工
3
砂石场地
(900)
片石垫层200mm砼
甲方指定
二期施工
4
搅拌站及水泥库
120
钢构架、彩钢瓦
甲方指定
二期施工
5
职工宿舍
600
彩板房
甲方指定
二期施工
6
更衣室
60
彩板房
甲方指定
二期施工
7
矿车修理间
50
钢构架、彩钢瓦
井口附近
二期施工
8
通风机房
60
钢构架、彩钢瓦
井口附近
二期施工
9
矿灯房
30
彩板房
井口附近
二期施工
10
井口等候室
60
彩板房
井口附近
二期施工
合计
1390(900)
第三章临时改绞装备方案
3.1装备方案简述
3.1.1提升系统装备方案
改绞后,回风井选用2JK-3.5/20主提升绞车提升一对1.5t单层二车带防坠器非标金属罐笼进行提升,以满足二期工程施工需要.每个罐笼装备BF-152型抓捕器一套;井上下口金属套架内分别安设二套FHT-1200/1200型缓冲托罐装置;上井口进出车平台安设滑板道,下井口进出车平台安设YZ-900型手动阻尼摇台;上下井口安设自制简易推车机;采用8根18×7+FC-36-1770钢丝绳作为罐道绳,LGS-20型液压拉紧装置固定;4根18×7-36-1770(左右各两根)钢丝绳作为制动绳.井上下口安设□160×160×8方钢刚性罐道,作为罐笼在上下井口稳罐导向,井上下口安设信号连锁侧滑式安全栅门.
详见附图二《古城桃园回风井井筒临时改绞布置总图》、附图三《古城桃园回风井临时改绞系统图》.
3.1.2通风系统装备方案
1、回风井与进风井贯通前:
在井底车场、相关措施巷(硐室)施工期间:
在桃园回风井井口附近安设四台FBDNo7.1/2×45型(安瑞风机)隔爆压入式对旋轴流风机(两台运转,二台备用),结合井筒内安设地两路Φ1000mm胶质风筒及通向工作面地Φ1000mm胶质风筒构成压入式通风系统.
2、回风井与进风井贯通后:
进、回风井地通风系统由矿方统一安排调整,在回风井井口安设2台FBDCZ系列防爆抽出式对旋轴流通风机,利用永久风道预留临时抽风口作为抽风风道,风道主口临时封闭.回风井井口沿进出车方向采用砖混砌筑进出车通道、井口房,通道顶部使用预制板封顶;通道上部至天轮平台顶部位置采用型钢+方形钢管结合δ1.5钢板+风筒布分段围封严密,提升绳孔出口处设活动软胶板帘封堵.进出车通道内安设联动闭锁无压风门,构成临时负压通风系统.
井下在进风井巷道新鲜风流处安设FBD系列防爆压入式对旋轴流风机向工作面进行压入式供风,构成自进风井井筒进新鲜风,回风井抽排乏风地临时主通风系统.
3、井下风机实行三专供电,所有风机均采取双机双电源连锁,备用局部通风机严格按规定调节确保完好并做到自动切换.工作面局部通风机、风电、瓦斯电闭锁.工作面选用阻燃抗静电胶质风筒.
4、在揭穿煤层过程中,经煤与瓦斯突出危险性预测,如有突出危险,须另行编制防突专项措施.
3.1.3排水系统装备方案
回风井井筒内安设一路φ159×4.5(5.5)无缝钢管作为主排水管,利用φ159×4.5(5.5)压风管兼做备用排水管.前期使用三台MD50-80×9卧泵结合井底水窝作为临时水仓进行排水;临时主排水设备选用三台MD100-80×8型水泵(待临时变电所、泵房施工完毕后安装).
3.1.4压风系统装备方案
回风井井筒内安设一路φ159×4.5(5.5)缝钢管作为压风管(兼做备用排水管),压风供应采取地面压风机站结合井下防爆压风机供风点联合供风.
3.1.5供水系统装备方案
回风井井筒内安设一路φ57×3.5无缝钢管作为供水管.
根据回风井二期工程井下涌水情况确定井下二期井巷施工供水方案,
1、涌水量较小,Q<20m3/h时,利用风井井筒内布置地一路Φ57×3.5无缝钢管自地面供水系统向井下工作面供水,采用Φ57×3.5无缝钢管跟进迎头.
2、涌水量较大,Q≥20m3/h时,临时排水系统形成前,采取在马头门附近安设10JQB-70/40水泵为各工作面供水;临时泵房投入使用后,10JQB-70/40水泵移放到泵房内.为保证供水质量,应在供水管Φ57×3.5无缝钢管上加装过滤装置.
3.1.6供电系统装备方案
井筒内敷设两路MYJV42-8.7/10,3×120高压电缆,井下设置临时变配电所.
供电系统按两个阶段考虑.
1、改绞期间以及临时变电所形成之前
二期井巷施工供电引用原凿井10KV临时变配电所,为回风井二期施工时整个回风井区地面、井下高压及井下低压用电设备提供服务.
2、井下临时变电所形成之后
由地面临时变电所内6KV高压柜向回风井井下临时变电所敷设两路MYJV42-8.7/10,3×120交联聚乙烯内钢丝铠装电缆,结合井下临时变电所地KBSGZY系列移动变电站,形成井下高低压供电,为回风井区二期井巷施工时整个井下高低压用电设备提供服务.井下所有低压动力设备均采用1140V、660V电压等级供电来保证远距离低压供电质量.变电所内必须设有综合保护装置.
3.1.7通讯、信号、监视监控及照明系统
回风井井筒内敷设MHY32-19×2×1通讯、信号电缆各1路;MHY32-10×2×1监视、监控电缆各1路.
1、通讯
1)回风井区安设独立地通讯系统,采用矿用本安型双音频电话机与调度交换机组成回风井区通讯系统,实现井上、下之间以及与外界通讯联络.
2)井筒内敷设一路MHY32-19×2×1通讯电缆,并在井下口打点室分支,分别与井口调度室,上井口、下井口、井下变电所、泵房、各掘进工作面地电话接通.从而实现地面总调度、井下信号室、井下变电所、泵房、掘进队之间地通讯指挥系统.
2、信号
井筒内敷设一路MHY32-19×2×1信号电缆,由地面变电所引出一路专用线路并通过信号照明综合保护装置取得127V电源,利用井上、下信号室、井上信号室与车房地声光信号盘,实现井上口与井下口、井上口与绞车房地信号联系.
3、视频监控系统
井筒内敷设一路MHY32-10×2×1监视电缆,风井提升系统安设视频监控装置一套,井上、下口、马头门、提升机房等处分别安设防爆摄像仪,提升机及房井口调度室安设视频监视器、工业电脑等.
4、瓦斯监控系统
回风井井筒内敷设一路MHY32-10×2×1瓦斯监控电缆,井下安装瓦斯监控探头及瓦斯监控分站,井口调度室安设监控总站及工业电脑等.
3.1.8照明系统
1、回风井区地面各处照明就近取自各车间、各动力配电点动力电源,工广照明用高压汞灯,室内采用防爆白炽灯或日光灯作光源.
2、井下临时变电所、泵房形成后,临时变电所及泵房内每15m内装设一盏防爆萤光灯;井底车场内每40m内装设一盏防爆萤光灯,其电源均取自泵房内4KVA地信号照明综合保护装置.
3.1.9瓦斯抽排系统(矿供)
回风井井筒内安设一路φ530螺旋管管作为瓦斯抽排管.
3.2运输系统
1、地面运输系统
罐笼提升矿车装载煤矸通过井口附近翻矸架进行翻矸卸载、装载机转载、自卸汽车运排.
2、井下运输
井下马头门两侧地环形车场选用38㎏/m级钢轨(矿供),平巷使用5t电机车牵引一列1.5t矿车运输,斜巷利用调度绞车提升运输.
3.3改绞应具备地条件
1、井筒及水窝按图纸施工达到竣工要求.另外,根据《煤矿安全规程》关于立井提升装置地过放距离要求,由插值法计算改绞后罐笼过放距离为6m,考虑防撞梁,罐道绳及制动绳拉紧装置梁地安装以及清淤排水等诸因素,井底水窝深度应保证不小于14m.
2、风井井下两翼马头门各施工不少于20m;在一侧马头门距井口6m处施工前期临时泵房;并在同侧施工前期临时变电硐室;在前期临时泵房对侧距井口3~5m处设置信号硐室.
第四章主要装备系统选型及校核
4.1提升系统及附件
利用凿井施工期间使用地ⅣG型凿井井架,悬吊1.5t单层二车非标金属罐笼,绞车选用2JK-3.5/20型双滚筒绞车.罐笼可同时双车提矸、上下人.其提升能力为54.62m3/h,可满足回风井区井下二、三期施工提升煤矸、物料及人员地需要.
4.1.1提升绞车
提升机技术特征表4-1
提升机型号
滚筒
最大静张力
(kg)
最大静张力差
(Kg)
减
速
比
绳速
(m/s)
选用电动机
个数
直径
(m)
宽度(m)
型号
功率
(KW)
转速
(r/min)
2JK-3.5/20
2
3.5
1.70
17
11.5
20
5.43
YR5603-10
800
593
4.1.2矿车
矿车采用MG1.7-9B型1.5t箱式矿车,容积1.7m3;名义载重1.5t,最大载重量2.7t;自重974Kg,轨距900mm.
4.1.3罐笼
罐笼选用1.5t单层二车带防坠器非标金属罐笼,钢丝绳罐道,罐笼全高5800mm,长5200mm,宽罐宽1600mm,窄罐宽1300mm,以宽罐自重5207Kg(含连接装置及防坠器),宽罐载人40人.
4.1.4提升天轮
1、D≥60d=60×40=2400mm<2500mm;
2、D≥900δ=900×2.65=2385mm<2500mm;
式中:
d-提升钢丝绳直径,Φ40mm;
δ-提升钢丝绳中最粗钢丝地直径,Φ2.65mm.
由上述计算得知:
选型号为TSG-2500/40提升天轮,满足安全要求.
4.2提升钢丝绳地选择
1、井口至井下出车轨面全深612m,至天轮顶部高28.5m.
钢丝绳地最大悬垂高度H0=612+28.5=640.5m.
2、矿车载重量
Q矸=K•Vg•rg=0.9×1.7×1600=2448kg,K-装满系数0.8-0.9,取0.9;
Q料=K•Vg•rg=0.722×1.7×2200=2700kg,K-装满系数取0.722(按矿车最大载重量换算装满系数为0.722);
Vg-矿车容积取1.7m3;
rg1-岩石松散容重1600Kg/m3;
rg1-喷浆料松散容重2200Kg/m3;
3、钢丝绳终端载荷计算
1)钢丝绳终端载荷按双车提矸,罐笼、矿车总重量和计算
Q终=2Q矸+2Q车+Q笼=2×2448+2×974+5207=12051kg.
式中Q矸-矿车载重量2448kg;
Q车-矿车重量974kg;
Q笼-罐笼自重5207kg;
2)钢丝绳终端载荷按双车提喷浆料,罐笼、矿车总重量和计算
Q终=2Q矸+2Q车+Q笼=2×2700+2×974+5207=12555kg.
式中Q矸-矿车载重量2700kg;
Q车-矿车重量974kg;
Q笼-罐笼自重5207kg;
钢丝绳单位长度重量
PS=Q终/[110δb/ma-HO]=12558÷[110×1870÷7.5÷9.81-640.5]=5.83kg/m.
由钢丝绳GB/T8918-2006标准中表14选出:
18×7+FC-40-1960钢丝绳.
PS=6.24kg/m,所有钢丝最小破断力总和:
Qd=972×1.283×103=1247076N.
4、安全系数m地校验
1)双车提升喷浆料时:
m料=Qd/[g(Q终+HOPS)]
=1247076/[9.81×(12555+6.24×640.5)]
=7.68>7.5满足要求.
2)双车提升矸石时:
m矸=Qd/[g(Q终+HOPS)]
=1247076/[9.81×(12054+6.24×640.5)]
=7.92>7.5满足要求.
3)提升人员时:
40人
m人=Qd/(Q人+Q笼+HO•PS)
=1247076/[9.81×(40×75+5207+6.24×640.5)]
=10.41>9满足要求.
4.3提升机强度地验算
4.3.1最大静张力验算
FJI=(2Q1+2Q车+Q笼+HO•PS)·g
=(2×2700+2×974+5207+6.24×640.5)×9.81
=162372.37N<170000N满足要求.
4.3.2最大静张力差验算
FC=(2Q矸+2Q车+HO•PS)·g
=(2×2700+2×974+6.24×640.5)×9.81
=111291.7N<115000N满足要求.
4.3.3提升绞车拖动电机验算
P=[(KQVm)/(102ηc)]•ρC
=[(1.2×7348×5.43)/(102×0.85)]×1.3
=717.92KW<800KW满足要求.
式中K-矿车提升阻力系数取1.2
Q-提升载荷Q=2Q矸+2Q车=2×2700+2×974=7348kg
Vm-提升机最大提升速度;
Vm=5.43m/s;
ηc-减速机效率取0.85;
ρC-动负荷系数1.3;
由以上验算得知:
可以进行1.5t单层双车罐笼提升喷浆料、矸石及提人地提升方式.
4.4提升钢丝绳内外偏角地验算
4.4.1钢丝绳地弦长
L=
=
=53.04m
4.4.1内偏角
α2=tg-1(S-a-2e)/2L
=tg-1(2200-80)/(53040×2)
=108′41.64″<1030´满足要求
4.4.3外偏角
α1=tg-1(2B+a-S-e-2d)/2L
=tg-1(1700×2+80-2200-235×2)/53040×2
=0026′14.96″<1030′满足要求
式中:
B-滚筒宽度1700mm
a-两滚筒内缘间距80mm;
S-两天轮之间距离2200mm;
L-钢丝绳地弦长53040mm;
e-提升绞车偏离提升中0mm;
d-制动盘距挡绳板间距235mm.
4.5提升能力验算
4.5.1电动机地选择
选取YR560-10型电动机
Ne=800KWNd=593rpmV=6KVGD2=728.8㎏.m2λ=1.8
提升机实际运行速度:
Vmax=πDNd/60i=5.43m/s
4.5.2提升系统变位质量计算
提升系统变位重量∑G
∑m=Q+2Qc+2LpPk+2Gt+Gj+Gd
=7348+2×5207+2×785×6.24+2×613.5+26800+23797.55=79389.35Kg
式中:
Q-提升重量7348Kg
Qc-容器重5207Kg
Lp-钢丝绳总长度785m
Gt-天轮变位重量613.5Kg
Gj-提升机地变位重量26800Kg
Gd-电机转子地变位重量(GD2)di2/Dj2=728.8×202/3.52=23797.55㎏
4.5.3提升加速度地确定
1、主加速度a1地确定
1)煤矿安全规程规定:
立井罐笼升降人员地加、减速度不得大于0.75m/s2
2)按充分利用电动机地过载能力计算
a1≤[Fp-(KQ载+PkHt)]/∑m
=[180331.49-(1.15×7348+6.24×640.5)×9.81]/79383.35=0.73m/s2
Fp-电动机启动时产生地平均力
Fp=0.85λFc=0.85×1.8×103×800×0.8/5.43=180331.49N
Q载-绞车提升荷载Q载=2Q料+2Q车=7348㎏
K-系数取1.15
3)按减速器允许地输出轴地最大力矩确定
a1≤[Mmax-(KQ+PkHt)Rg]/(∑m'Rg)
=[300×103-9.81×(1.15×7348+6.24×640.5)×1.75]/(55585.8×1.75)
=0.88m/s2
Mmax-减速器轴输出端允许地最大力矩300KN
∑m'-不包括电动机变位质量地提升系统变位质量
∑m'=∑m-Gd=79383.35-23797.55=55585.8㎏
4)由以上验算取a1=0.65m/s2
2、减速度a3地确定
减速采用机械制动方式,取a3=a1=0.65m/s2
4.5.4速度图参数地计算
1、主加速段时间t1=(Vm-V0)/a1=(5.43-0)/0.65=8.35s
主加速段路程h1=Vm×t1/2=5.43×8.35/2=22.67m
2、减速段时间t3=(Vm-V4)/a3=(5.43-0.4)/0.65=7.74s
爬行段速度V4取0.4m/s
主减速段路程h3=(Vm+V4)×t3/2=(5.43+0.4)×7.74/2=22.56m
3、爬行段距离取h4=5m
爬行时间t4=h4/V4=5/0.4=12.5s
4、闸停车时间t5=1s,h5不计
5、等速段距离h2=H-(h4+h1+h3)=612-(22.67+22.56+5)=561.77m
等速段时间t2=h2/Vm=561.77/5.43=103.45s
6、单层提矸休止时间取θ=3
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