《专业施工组织设计应急预案》四矿主斜井施工组织设计.doc
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1、平煤集团天安公司四矿主斜井(上段)施工组织设计平煤集团公司第一建井工程处二五年四月三十日目 录第一章 工程概况2第一节 设计概况2第二节 井筒地质与测量工作3第三节 施工准备工作4第二章 井筒施工5第一节 施工方案选择5第二节 表土段施工6第三节 基岩段施工8第四节 通风12第三章 凿井辅助系统和设施13第一节 简述14第二节 提升设施选型计算14第三节 供电17第四节 防排水18第四章 劳动组织及工程排队19第一节 劳动组织19第二节 工程排队20第三节 基岩段掘进循环图表21第五章 质量保证体系及安全技术措施23第一节 质量标准及技术措施23第二节 安全技术措施29第六章 文明生产标准45
2、附图 地质柱状图施工平面图施工断面图井筒剖面图供电系统图 第一章 工程概况第一节 设计概况四矿主斜井(上段)开口位置位于四矿工业广场内,开口标高为+210.000m,设计方位角16,施工坡度-19,落底标高-262.996m;半圆拱形断面,净宽4800mm,净高3400mm。设计工程量1453m。四矿主斜井井筒及相关工程特征表序号项目单位数量备 注1开口标高m+210.0002方位角163设计坡度-194设计长度m1453躲避硐工程量未计5井筒净断面m214.56掘进断面表土段m218.9/21.5/19明槽段/钢砼段/素砼段下部基岩段m218.5/16穿煤段/全岩段7支护段长表土段m70包括
3、明槽段、钢砼段、素砼段下部基岩段m13838支护形式表土段素砼/钢砼/素砼,详见支护断面图1-1、1-1、2-2下部基岩段穿煤段为钢砼,全岩段为锚网喷支护,详见断面图3-3、4-49水平标高m-260.010附属工程通风行人巷施工图另行编制中部联络巷上段皮带拉紧硐室工程量及材料消耗量统计表断面编号支护类型长度(m)掘进体积(m3)砼消耗量(m3)料石(m3)锚杆数量(套)金属网(m2)钢材(t)1-1素砼12.3641.654.129.8411U型钢砼1634411212.822416.52-2U型钢砼42777189562.829.03-3锚网喷1382.722123.22075221901
4、5780合 计145323885.82430.1222.6416566.845.5备 注该表所列数据仅供参考,以设计施工图为准,并根据实际施工情况进行调整。第二节 井筒地质及测量工作主斜井井筒(上段)穿过的地层主要为:第四系、二叠系,主要岩性为粘土夹钙质结核、砂质泥岩、中细粒砂岩。井筒上段处于第四系和老窑采空区范围,应加强支护。1、地层主斜井井筒坡度为19,半圆拱断面。穿过第四系表土层长度为70m,由黄土夹钙质结核组成。穿过二叠系的长度为1383m。 2、煤层及瓦斯井筒上段处于瓦斯风化带内(-260m以上),由于煤层埋藏浅,瓦斯含量较低 ,属低沼类型。主斜井(上段)在-260m以上,主要穿过丁
5、5-6煤层,瓦斯威胁不大。3、水文地质由于井筒上段处于第四系粘土及强风化带内,直接受大气降水补给,对降水反映十分敏感,随季节和雨量大小而变化。4、构造井筒穿过的井田为一单斜构造,构造形式较简单。二、井筒测量为保证井筒施工质量及巷道方位,当斜井施工50m后,安装激光指向仪,并建立不少于2个激光校正点,对斜井方位、坡度进行控制。测量人员应保证每天至少对激光监测一次,确保巷道方位、坡度不受放炮震动出现偏差。当激光斑点大于50mm或出现散光现象时,应及时前移重新安装激光。斜井导线的传递由井田近井点导入,并符合等级标准,导线测量工作应由专业人员进行,严格按煤矿测量规程要求,确保导线精度,及时检查、标定巷
6、道中心、腰线,井筒竣工后向矿方提交测量导线成果资料。第三节 施工准备工作一、五通一平工作1、交通:主斜井开口位置位于四矿工业广场内,利用四矿及矸石热电场道路接通到工业广场,满足施工要求。2、供电:从四矿变电所引出6kv双回路,在工业广场设临时变电所,满足所有高低压用电需求。3、供水:接通四矿工业广场供水管路,满足工业及生活用水需要。4、通讯:由四矿提供集团公司及矿内部通讯分机各一部,形成通讯网络。5、排水:在工业广场地面建沉淀池,井筒涌水经沉淀后排入四矿矸石热电场冲灰水系统。6、广场平整:开工前,由四矿负责拆除临时建筑及工业广场平整,为井筒开工前各项设备及大临工程的到位提供方便。二、工业广场布
7、置及凿井措施工程根据工业广场现场情况,提升方位角196。变电所、压风机房等布置在井筒西侧,材料棚、砼搅拌站布置在井口西北侧。提升绞车房采用钢屋架彩板结构,压风机房均采用砖墙彩板屋顶结构,变电所采用砖混结构,其他用房采用彩板房结构。第二章 井筒施工第一节 施工方案选择一、施工方案选择由于地面工业广场场地限制,主提升设备不能选用直径2.0米以上绞车,依据提升能力计算,主斜井采用两段施工:上段从地面开口向下施工约900m,下段从-260m中部联络巷水平向上施工550m。从地面开口施工段,根据井筒地质条件及支护形式:表土段,采用金支混凝土联合支护,短掘短支,一次成巷。基岩锚喷支护段,采用两掘一喷,“三
8、八”作业。打眼选用YT-28型风钻。装岩选用2台P-60(B)型耙斗机。提升选用两台JY(S)-5型绞车配2台2m3箕斗。排水选用D80-305或D80-309型水泵。井筒定向采用激光指向仪指向。地面设砼搅拌站,用2m3箕斗运料至工作地点。从-260m中部联络巷水平向上施工段,采用锚喷支护,两掘一喷,“三八”作业。提升采用JY-4A型绞车,2T固定式矿车运输。辅助系统利用四矿现有系统。按规程规定,井筒施工过程中每隔40m,施工一个躲避硐,根据井筒各段支护形式不同,采取相应的支护方式,要求在作业规程中详细说明。 第二节 表土段施工井口设计标高为+210.000m,表土段支护段长70m,根据主斜井
9、工业广场平面布置图,主斜井表土段前20m左右采用明槽开挖,掘进时放边坡(根据土质采用1:0.3或1:0.5),前12m按设计1-1断面进行永久支护,后8m按1-1断面进行永久支护,最后回填至自然地坪标高。一、明槽段1、明槽开挖主斜井表土段前20m采用明槽开挖,掘进时放边坡(根据土质采用1:0.3或1:0.5)。采用机械配合人工开挖,开挖时应在开挖区域周围挖排水沟,并避开雨天施工。施工过程中可根据表土层的稳定情况调整开挖深度。2、下部钢砼段(7.7m)金支架设待明槽开挖结束后,先按设计架设U25型钢支架,采用刚性连接,每架棚子四道拉杆,支架间距350mm,全断面背钢笆网。3、墙基施工若巷道基础位
10、于回填的虚土中,应由下往上按设计用三合土加以夯实再施工。料石基础尺寸:宽高=1000400mm。详见1-1、1-1断面。4、立模打灰料石基础施工后,由下往上按照设计要求,立模浇注砼,砼浇注段长根据实际情况控制在36m,分段立模浇注砼。砼设计强度C30,由实验室现场取样试配,确定配合比。5、回填明槽段支护完毕后,将巷道支护以外边槽回填至自然地坪标高。回填过程中,应注意每回填300500mm,采用人工或机械夯实,防止地面积水下渗进入巷道。二、钢砼段(一)掘进表土段采用人工风镐掘进,风化基岩段采用YT28型风钻打眼,2#岩石炸药,毫秒延期电雷管起爆。施工工程中根据岩性选择合理的爆破参数。(二)支护1
11、、超前支护表土段掘进工程中,采用301001000mm的密集板桩或10#槽钢超前临时支护,每架设一架金支打设一次板桩,数量根据施工实际情况确定;风化基岩段采用402000mm管缝锚杆超前支护,间距200mm左右,架两架打设一次。板桩及管缝锚杆均布置在巷道荒断面轮廓线以外,拱部打设角度略小于下山坡度,墙部打设角度与下山坡度一致。2、永久支护金支架设设计采用U25型钢支架,刚性连接,每架棚子四道拉杆,支架间距:表土段350mm(风化基岩段500mm),全断面背钢笆网、木背板,钢笆网采用6钢筋焊制,网格4040mm;木背板规格:表土段6005030mm(风化基岩段7505030mm)。施工过程中采用
12、“一掘一支”的施工方法,金支空顶距要求:表土段400mm(风化基岩段500mm),使用前探梁施工,施工顺序:前移探梁架设棚梁背顶网出渣挖腿窝接棚腿背帮网进入下一个循环。立模打灰按照设计要求,立模浇注砼,砼浇注段长根据实际情况控制在36m,砼空顶距6m。施工过程中根据实际情况确定打灰段长。砼设计强度C20,由实验室现场取样试配,确定配合比。三、铺底、水沟、台阶表土段巷道铺底厚度130mm,水沟在下山方向巷道右侧,水沟净尺寸:上宽高下宽=300300300mm。台阶设计在巷道的左侧,台阶尺寸:长宽高=500400138mm。(见施工断面图)铺底、水沟、台阶在耙斗机后施工。第三节 基岩段施工根据相关
13、资料显示,从绝对标高+187.21m-262.996m为基岩段,施工段长1383m。 一、基岩段爆破说明书采用YT28型风钻打眼,光面爆破。选用2#岩石炸药,毫秒延期电雷管起爆,视围岩情况选择合理的爆破参数。采用起爆器起爆。若断层带富存瓦斯,采用煤矿许用安全炸药。炮眼深度1.7m,每炮循环进尺1.4m,炮眼利用率85%,正规循环率85%,每月有效进尺:1.4230.585%=70m。爆破原始条件矿井瓦斯等级掘进断面16m2岩石普代系数f=4-6钻眼机具YT-28型炸药种类矿用安全炸药雷管类别毫秒电雷管炮眼布置井筒掘进断面16m2,采用直眼菱形掏槽方式,全断面共打眼77个,其中包括不装药中空眼一
14、个。爆破参数表(f=46)眼号炮眼名称炮眼深度(m)炮眼个数装药量倾角起爆顺序联线方式数量(卷)小计水平垂直1中空眼1.91019串并联2-5掏槽眼1.945200196-11辅助掏槽1.7642401912-20辅助眼1.7943601921-35崩落眼1.71534501936-68周边眼1.73326631969-77底眼1.99545022合计133.777236卷/35.4kg预想爆破效果图表顺序指标名称单位数量顺序指标名称单位数量1炮眼利用率%855掘进一米炸药消耗量kg23.62工作循环进尺m1.46每方岩石炸药耗量kg/m31.583每循环爆破岩量m322.47每米巷道雷管消耗
15、量发/m50.74一循环炮眼长度m133.78每方岩石雷管消耗量发/m33.17若岩石破碎或穿过软煤岩,缩小循环进尺,根据岩性变化重新调整爆破参数。支护说明书穿煤或软岩段(U25型钢砼支护)当井筒穿过丁5-6煤层或厚层软岩石采用2-2断面。临时支护根据煤岩破碎情况,采用402000mm管缝锚杆超前支护,间距200mm左右,数量根据实际情况确定,每个循环打设一次。管缝锚杆均布置在巷道荒断面轮廓线以外,打设角度略小于下山坡度。永久支护金支架设采用U25型钢支架,采用刚性连接,支架间距500mm,每架棚子四道拉杆。全断面铺设钢笆网、木背板,铺底厚度130mm。采用“一掘一支”支护方案,金支空顶距要求
16、1000mm,使用前探梁施工。施工顺序:前移探梁架设棚梁背顶出渣挖腿窝接棚腿背帮进入下一个循环。如果岩石破碎,金支空顶距要求500mm,够一架距离架一架金支。立模打灰按照设计要求,加工楦骨,立模浇注砼,砼浇注段长根据实际情况控制在36m,砼空顶距6m。施工过程中根据实际情况确定打灰段长。砼设计强度C20,由实验室现场取样试配,确定配合比。全岩锚喷段设计采用锚网喷支护,222000mm树脂锚杆,间排距800800mm,2卷药/根,6mm钢筋加工,网格8080mm,喷浆厚度150mm。砼强度不低于C15。采用“两掘一喷”的支护方案,施工工序:交接班安全检查开工准备拉中心腰线上部锚杆及打上部眼耙碴(
17、排水)打下部锚杆及下部眼装药放炮出碴(除放炮、检查、喷浆时间外)。打锚杆应做到随打随锚。锚杆施工顺序:先顶后帮、由外往里。拱部锚网空顶距要求800mm,喷浆空顶距要求4000mm。拱部在耙斗机前成巷,墙部在移耙斗机后两天内成巷。三、铺底、水沟、台阶基岩段巷道设计铺底厚度130mm。水沟在下山方向巷道右侧,水沟净尺寸:上宽高下宽=300300300mm。台阶设计在巷道的左侧,台阶尺寸:长宽高=500400138mm。(见施工断面图)根据施工条件,台阶在耙斗机后施工,距耙斗机距离不超过50m;铺底、水沟等主体工程完工后由下往上统一施工。第四节 通风施工期间应做好通风工作,增大工作面风量,缩短放炮后
18、的排烟时间,对治理瓦斯、加快施工速度具有重要意义。一、通风方式主斜井施工采用局扇压入式通风,上下分别安设两台230kw对旋风机,即在地面距主斜井口50m外在巷道内(下部风机安装在中部车场新鲜风流中),靠帮敷设一趟800mm胶质抗静电、阻燃风筒。风筒接头必须牢固,正确使用反压边,严防脱节,风筒吊挂做到平、直、稳,设专人维护和管理,达到省级标准。二、通风计算按人数计算:Q=4N=420=80.0m3/min式中:N掘进工作面同时工作的最多人数;按最低风速计算:Q=60VS=600.1516=144m3/min(岩巷)Q=60VS=600.2516=240m3/min (穿煤段)V井巷允许最低风速,
19、岩巷取0.15米/秒,煤巷取0.25m/s;S巷道掘进断面积,m2。 按一次起爆的最大炸药量计算: Q掘KA=935.4=318.6m3/min式中:K系数,全断面一次爆破取小值, 分次放炮取大值,K=7.379,取9 A一次爆破最大炸药用量按风速验算:VS掘Q掘240S掘600.1516Q掘 24016144Q掘3264式中:S掘掘进巷道断面积 V巷道允许最低风速 由以上计算工作面最大需风量为318.6m3/min,选用2台230kw对旋风机,过煤层时通风时间不小于30分钟。230kw对旋风机性能:风量:580370m3/min全压: 63001100Pa。第三章 凿井辅助系统和设施第一节
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