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    宁夏通达煤业集团有限公司罗花崖煤矿主副斜井井筒矿建工程施工组织设计.doc

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    宁夏通达煤业集团有限公司罗花崖煤矿主副斜井井筒矿建工程施工组织设计.doc

    第一章 编制依据、原则和范围第一节 编制依据 1宁夏通达煤业集团有限公司罗花崖煤矿主副斜井井筒矿建工程施工招标文件。 2宁夏通达煤业集团有限公司罗花崖煤矿主副斜井井筒矿建工程施工招标文件图。 3爆破安全规程GB6722;矿山井巷工程施工及验收规范GBJ2 1 390;煤矿井巷工程质量检验评定标准MT500994;煤矿安全规程(200 7);煤矿建设安全规定(试行)1 997。工程测量规范GB500269 3:混凝土结构工程施工质量验收规范GB502042002;钢筋焊接及验收规程JGJl884;地下防水工程质量验收规范GB502082002。 4本公司现有施工力量、技术水平、技术装备和机械化程度。5现场实际情况。第二节 编制原则精心组织、科学管理、合理安排施工工序,正确选择经济合理、技术可行、安全可靠的施工方案和方法,贯彻执行国家的各项基本建设法规、经济及施工政策,狠抓主链锁工程及关键工程的施工,有计划、有重点地组织人力、物力,确保各项技术经济指标和建设工期的实现。使用行之有效的先进经验,选用成熟配套的施工设备,提高机械化程度,减轻劳动强度,加快施工进度,提高施工效率,降低工程成本,确保施工安全。坚持严格的质量标准,确保实现创优质工程的目标。第三节 编制范围1罗花崖煤矿副斜井井筒掘砌工程。2为罗花崖煤矿副斜井井筒掘砌工程建设工程服务所必须的临时项目的建设,临时供风、供水及供电系统,混凝土生产运输系统,金属结构的加工制作及安装工程,临时生产生活用房及通讯系统。第二章 工程概况第一节 工程概况(一) 井田概况 1、交通位置罗花崖井田位于宁夏吴忠市红寺堡开发区线驮石矿区西北部,极值地理坐标:东经105°5400105°5545,北纬3 7°1215,37°1400,井田面积5.64km2。井田西邻刘家沟井田,东接芦草井井田,东北部与石炭沟煤矿相邻。行政区划隶属于吴忠市红寺堡开发区。矿井南距同心县30km,北距红寺堡镇28km,距盐(池)兴(仁)公路5.5km,有简易公路与之相连,向南有简易公路与银(川)平(凉)公路相连,交通便利,详见图1-1-1。2、地势、地貌线驮石矿区为残山丘陵半荒漠地貌,海拔14501590m之间,总体趋势为东南高,西北低,相对高差90140m。井田北东侧有烟筒山,南西侧为黑阴湾山,两山体均呈北西走向。井田地形地貌参见图2。3、水系井田内沟谷发育,无地表径流,汛期形成暂时眭流水,很快泄出区外。4、气象本区属典型大陆性干旱、半干旱的半荒漠气候区,冬寒长、夏热短,日照充足,蒸发强烈。据同心县气象资料,多年平均气温903,最高为3 7.2,最低一2 7.3。日照为3038h,无霜期1 75天。夏季多东南风,平均风速16ms;冬季多北、西北风,平均风速63ms。每年1 0月开始封冻,翌年3月开始解冻,冻土深度为137m。多年平均降水量为30345ram,多集中于7、8、9三个月;年平均蒸发量达2 1 2 16mm,是降水量的7倍。(二)巷道工程量概述1、副斜井井筒技术特征副斜井井筒长1020 m,倾角24º,半圆拱形断面,净断面80 M。,支护形式基岩段为锚喷支护,支护厚度100mm,表土段为钢筋砼,支护厚度350mm。2、断面特征见附图。(二)主要技术特征描述1、辅助系统 独立系统2、施工工期划分 井筒期一期3、瓦斯涌出量 低瓦斯矿井4、涌水量 <2m3h5、排矸方式 汽车排矸(l 000m)第二节、工程地质(一)井田地层罗花崖井田位于线驮石矿区的西北部,属基岩半裸露地区。基岩地层主要出露于井田西北部及部分沟谷中,主要为石炭系土坡组和石炭一二叠系太原组,二叠系大黄沟组和红泉组,上覆盖层为古近系寺口子组及第四系,分述如下:1、土坡组(Ct)出露于井田北部边界。下部为杂色页岩、粉砂岩,中厚层细粒铁质、硅质石英砂岩夹少许中薄层或透镜状灰岩;中部为细粒铁质石英砂岩与页岩不等厚互层;上部为杂色页岩夹不稳定煤层,顶部为中薄层中细粒石英砂岩。本区未见底。与下伏臭牛沟组呈整合接触。2、石炭二叠系太原组(CPt)出露于井田北部,地层平均厚度3 1 338m。岩性为灰、灰黑色粉砂岩、粉砂质泥岩及炭质泥岩夹灰白色细中粒长石石英砂岩、生物碎屑灰岩及煤层,是本区的主要含煤地层。根据岩性、岩相特征将太原组划分为上、下两个岩性段:(1)太原组上岩性段(CPt2)以陆相含煤地层为主,地层平均厚16553m,岩性以灰色、深灰色粉砂岩、细粒砂岩为主,夹灰黑泥岩薄层灰白色中粗粒砂岩。泥岩一般构成煤层顶板,无明显标志层,煤层对比困难,底部以中粗粒砂岩与下段分界。本段含煤38层,主要煤层位于中下部,以五煤层较稳定,余皆不稳定。(2)太原组下岩性段(CPt1)为海陆交互相含煤地层,厚度比较稳定,地层平均厚137850本段地层颜色较深,粒度较细,岩性以灰色、灰黑色粉砂岩、泥岩为主,夹浅灰色、灰色中细粒砂岩和较稳定的薄层石灰岩24层。石灰岩白上而下编号为K1、K2、K3,可做为标志层。K3灰岩中富含蜒科动物化石,泥岩中含较多的黄铁矿结核及植物化石碎屑。含煤地层的主要特点是:韵律构造清晰,旋回之间的间距较小,煤层层数多,各煤层间距较稳定,煤层含硫较高为其特点,本段含煤81 4层,以十四、十七煤较稳定,余皆为局部或偶尔可采和不可采,反映了成煤条件的不均一性。3、二叠系大黄沟组(Pd)地表出露于井田中部,岩性为浅灰绿、灰绿、灰黑色薄中层状细中粒凝灰质长石石英砂岩、粉砂岩、粉砂质泥岩和泥、页岩为一套曲流河沉积。厚度14899m,与下伏太原组为整合接触。4、二叠系红泉组(Ph)地表出露于井田中南部,岩性为紫红、灰绿色中厚层状中细粒含砾(凝灰质)长石石英砂岩、粉砂岩,为一套辫状河沉积。井田内平均厚度7474M,与下伏大黄沟组为整合接触。5、古近系寺口子组(ES)岩性为一套灰、浅砖红色厚巨厚层状中巨砾岩,顶部时见极细粒砂岩、粉砂岩j厚度变化剧烈,为7588398m。角度不整合于香山群、泥盆系、石炭系、二叠系之上。其沉积环境为山麓冲积相扇根扇中泥石流、辫状河道沉积。6、第四系(Q)按岩性成因类型主要有风积黄土(马兰组Qm)、洪积层(Qh1P1)、冲洪积层(Qh1)、冲积层(Q)、风积层等,厚数米至数十米。(二)井田构造1、构造罗花崖井田位于矿区复式向斜中段的西南翼,井田范围内表现为一向南西缓倾的单斜构造。地层总体呈北西走向,向南西缓倾,倾角1521°浅部地层产状较陡,深部地层产状变缓。沿走向方向具波状起伏,在井田中部呈现一背斜形态,背斜轴方向为近南北向,分布在4、5勘探线之间,与F3、F4断层有关。井田内断层情况见表卜21。井田内共发现断层8条,井田内断层主要受线驮石东侧正断层与黑阴湾山东侧逆断层影响,主体走向为北西向,延伸长O33km,F2、F3、F4、F5、F6断层大致呈北西向平行排列。其中对井田影向较大的断层为F6断层,落差约701 20m。将井田分为东西两个区块,F6断层以西的区块其范围较小。F1为南部边界断层,虽然断距较大,但其位于井田南部边界,对煤层影响较小。其余6条断层断距均小于50m,另在24勘探线之间有少量断距小于10m的小断层存在。小构造发育程度一般。现将井田内断层分述如下:罗花崖井田主要断层一览表表1-2-1序号名称性质走向倾向倾角落差(m)延展长度(km)穿过煤层编号二维地震断点级别钻孔控制情况控制程度ABC合计1F1正断层NWNE70>503.55、14、172316可靠2F2正断层NWSW7003015、14、1722可靠3F3逆断层NWNE550401.65、14、17213Zk402可靠4F4正断层NWNE700401.75、14、17325Zk403Zk601可靠5F5正断层NWNE700201.25、14、17123较可靠6F6正断层SNWN70>7035、14、1713418号孔可靠7F7正断层WES70落差不详114、1711推断8F8正断层NSW7010150.75、14、1711填图可靠(二)瓦斯井田煤层瓦斯成份含量,总趋势是随煤层埋藏深度增大而升高,但是规律性不强。如CH4在五煤层中发现含量为0.0 3mLg,其余点均未发现CH4,十四煤层CH4含量升为0.30O3 9 m1g,十七煤层降低为0.06O.09mLg,最高点为163 111Lg。CO:含量普遍为0.30.62mL/g,N2含量5.9511.84MLg,最低含量为4.13 Lg,最高达12.98mLg,C2一C8含量小于O.03mLg,局部高达0.09mLg。综上所述,井田煤层瓦斯含量分布特征与断层破碎带和覆盖层厚度有关。五煤埋藏相对较浅,覆盖层薄,煤层瓦斯易分散逸失,特别是断层带切穿煤层时,煤层瓦斯沿断裂带释放。故五煤层瓦斯含量低。十四、十七煤层同样受构造影响,煤层瓦斯含量略高于五煤。分析成果表明,井田煤层瓦斯主要成分为N2,占总含量的90左右,瓦斯含量垂直分带和水平分带性不明显,除ZK40 1孔十七煤层属氮沼气带外,其余煤层均属氮气带。为评价井田煤层瓦斯成份含量的高低,依据煤层瓦斯测定成果,采用瓦斯(CH4)相对涌出量,即矿井平均日产煤一吨的瓦斯涌出量计算,五煤、十五煤低于O.03m3t,十四煤平均O.345m。t,十七煤最高涌出量1.63m3t,平均O.63m。t。计算瓦斯涌出量均小于2m3/t,远低于lOm3/t的分级标准,属低瓦斯矿井。(三)、水文地质及井筒涌水量地质报告采用大井法预测矿井涌水量,即先期开采地段矿井正常涌水量五煤以上为275.1 38m。d,五煤以下为1 8 7.6 14M。d,全井田矿井正常涌水量为五煤以上为383.603m3d,五煤以下为261.058m3d。根据矿井的开拓开采布局,初期开采五煤,矿井设计时取矿井涌水量383603 m3/d,即1 6 m3/h,最大涌水量按正常涌水量的1.4倍计算,即22.4m3/h。第三章 施工准备第一节 施工准备一、生活场区设在工业场区附近,房屋建筑为彩钢活动板房。二、在工业广场布置压风机房、绞车房)变电所、井口值班房、机电维修房。三、混凝土拌和站设在井口附近,要求将砂石料堆放场、水泥库布置在搅拌站附近,库内应做防潮处理。拌和站尽量利用有利地形,便于砂、石料、混凝土的机械运输。四、炸药库由甲方统一安排,施工单位不预考虑。五、厕所布置在厂区边缘,且处于下风向的地方,粪便入坑并用土掩埋。六、所有临时设施尽量避开永久设施。序号名称结构单位数量备注1压风机房砖木结构M21502绞车房砖木结构M23003井口值班房活动房M2304机修房活动房M2605配电房砖木结构M2406信号房砖木结构M2107材料棚简易M2100砖围墙石棉瓦顶8砼搅拌站简易M2100钢架石棉瓦9绞车基础砼M220010水池砖砼M25011材料库活动板房M26012水泥棚简易M210013砂、石料场砼M2300措施工程一览表第二节 劳动力准备根据工程要求组建强有力的施工项目部,项目部由7人组成。(下附框架图)组织精干、施工力量强的成建制施工队进行施工。施工实际需要主、副井各配员66(人),项目部共计1 39人。劳动人事后 勤项目副经理安全检查施工测量质量检查技术资料计划统计设备计划材料计划财 务项目副经理项目副经理项目工程师项目副经理项目经理施工组织机构框架图副斜井施工队主斜井施工队第三节 技术准备一、组织该工程所需的机电、测量、地质、矿建工程技术人员对施工图纸进行会审,精心编制施工作业规程,针对该工程制定质量措施和安全措施。二、根据矿山井巷工程施工及验收规范GBJ2 1 390、工程测量规范GB5002693、土方与爆破工程施工及验收规范GBJ20183、钢筋焊接及验收规范JGJl884、煤矿井巷工程质量检验评定标准MT500994的要求备齐各种施工原始记录表。三、依据施工准备的实际情况,及时如实填写开工申请报告单,经甲方、监理工程师批准后立即开工。第四节 施工机具准备根据施工图纸的要求,制定详细的材料、设备进场计划,调运工程所需的配套设备,所需材料由供应部门及时统一货源,保证工程施工顺利进行。第四章 副斜井井筒施工技术方案第一节 井筒设计特征副斜井井筒设计特征副斜井设计长度为1020.316m,本次投标量990.316m,基岩段S净=8.0M2,S掘=9.4 M2。坡度24°支护形式:表土段采用钢筋砼支护,浇筑砼强度等级C30,厚度350mm,基岩段支护为锚网喷,喷厚100mm,本井筒采用C20混凝土铺底,厚度200mm。第二节 施工方案根据工程特点及建设方要求,结合我处施工多条同类斜井的经验,并结合我公司施工设备情况及施工队伍技术水平,本工程采用机械化作业线组织快速施工。拟采用掘进、运输、支护多工序平行交叉作业,激光定向,全断面一次光面爆破,井筒施工采用壹套装运系统,即一台PY一60B型耙斗机装岩,一台JK一2.520A型绞车提升,一辆4M3箕斗配30kgm轨道运输,地面设矸仓采用自卸汽车排矸等为主的机械化作业线组织施工。副斜井井筒施工暂分为表土明槽段,表土暗硐段,和基岩段三部分施工。第三节 施工方法一、表土砼砌碹段施工方法。(一)明槽段施工:明槽段28.990m,施工时先给出井筒施工中线,根据井口标高,按照明槽开挖施工图纸要求,经测量、计算后,放出开挖轮廓线,采用挖掘机配合人工开挖汽车运输开挖至设计尺寸。施工机具配置:履带式挖掘机一台(临时租用)、装载机一台、自卸汽车两台,T2经纬仪一台,水准仪一台,混凝土搅拌机JZ350二台,HPD800B配料机一台,碹胎(1 4#工字钢制作)20架,钢模板长×宽×厚=l 500×1 50×50MMl000块。开挖时,采用沿井筒施工中线倒退法台阶式开挖明槽两边边坡及前迎面坡总体坡度为50。开挖采用挖掘机开挖、翻斗汽车排土。开挖时为防止坍塌,可采用打木桩插板等方法进行临时支护。明槽段一次全部开挖完毕后,从下至上紧贴工作面逐步砌碹永久支护。在砼中添加BR_2型防水剂,具体要求必须符合地下防水规程相关规定。待井简钢筋混凝土井壁砼强度达到设计强度70后采用粘性土或拌合土水平分层填筑,逐层碾压,回填土中所含石块的最大直径不得超过100mm,粘土铺设厚度一般控制在300400mm,碾压46遍。压实填土的密实度,含水量应符合建筑地基设计规范相关规定。明槽开挖平、剖断面图如下:(二)基岩风化暗硐施工:采用短段掘砌施工该段,当表土松散时,用管棚临时支护,管棚支护采用14#槽钢作为拱架,每3米一架,在拱架拱顶部安设间距0.20.4M,1.5寸钢管,钢管10根一组,每根长度3.7m。砼块强度等级C30,厚度300mm,碹胎采用1 4#工字钢制作,10架,钢模板长×宽×厚=l500×120×50mml000块。碹胎架设应有23°的迎山角。碹胎之间用直径18mm的圆钢拉钩拉紧。壁后充填要符合施工规范要求。二、基岩段施工方法1、掘进采用普通钻爆法施工,全断面一次爆破。采用7655型凿岩机,一字型1)42mm钻头,由22中空六角钢纤打眼。炸药采用二号岩石硝铵炸药,炸药规格(1)35×200mm,重1 50g(有水时使用水胶或乳化炸药)雷管选用15段毫秒延期电雷管(有水时使用导爆管),总延期不超过130ms,MFB一100型发爆器。采用中深孔光面爆破,施工中必须根据岩性情况及时调整爆破参数,以保证最佳爆破效果,附爆破图表。2装岩、运输:装岩是井筒掘进中占用时间较长,因此提高装岩机械化水平是实现快速掘进的主要措施。副斜井采用JK一2520A型绞车提升,PY一60B型耙斗机装岩,4M3箕斗轨道运输至地面矸仓经自卸汽车排至指定地点。为了避免放炮损坏装岩机和保证装岩效率,耙斗装岩机距工作面以1530m为宜。当装岩距离过大时,应向前移动装岩机,在移动之前,首先清理井筒底板并铺设轨道,依靠提升机下放至预定位置。装岩时,为防止装岩机下滑,除安装卡轨器外,还须将机身通过钢丝绳固定于轨道上。3支护施工方法为掘进与永久支护平行作业。锚喷作为永久支护的一部分,在施工时作为临时支护,锚喷临时支护工作紧随掘进工作面。锚杆选用高强树脂锚杆,=20mm,长度2000mm,间排距800×800mm。临时喷射混凝土厚度50mm。喷砼选用PZ一5型喷射机2台,一台置耙斗机后作为工作面临时支护,另一台置耙斗机后2060m永久喷砼用。输料管采用108mm钢管喷射砼水泥选用P042.5级及以上普通硅酸盐水泥,中粗砂,510mm连续粒级碎石,速凝剂掺量为水泥用量的3,水灰比0.43一0.45。锚杆安装施工要点:a、眼位布置合理,严格按间排距布眼,偏差小于±100mm。b、利用锚干钻机带动锚杆旋转推进,锚固后上紧托板,钢筋露头(托板外)不大于50mm。钢筋网铺设要点:a、利用锚杆悬挂并固定钢筋网,网到岩面距离不小30mm。b、网片之间搭接长度100mm。喷射砼的施工要点:a、喷射作业施工准备工作做好后,严格掌握规定的速凝剂掺量,并均匀添加,喷射时应严格控制水灰比,使喷层表面平整光滑,无干斑或滑移流淌现象。b、喷射应分段、分部、分块、先墙后拱、自下而上地进行喷射,喷嘴需对受喷岩面作均匀的顺时针方向的螺旋转动,一圈连一圈的横向移动,螺旋直径约为20一30 cm,以使混凝土喷射密实。c、为保证喷射砼质量,减少回弹量和降低粉尘,作业时还应注意以下事项:喷射时应分段,长度不超过6m,分部为先下后上,分块大小2m×2m,并严格按先墙后拱,先下后上的顺序进行喷射,减少混凝土因重力作用而引起滑动或脱落现象的发生。掌握好喷嘴与受喷岩面的距离和角度:喷嘴至岩面的距离为0.81.2m,过大或过小都会增加回弹量,喷嘴与受喷面垂直,并稍微偏向刚喷射的部位(倾斜角不宜大于1 0度),则回弹量最小,喷射效果和质量最佳,岩面凹陷处应先喷和多喷,而凸出处应后喷和少喷。第四节 砼搅拌和运输一、在副井井口设置一砼集中搅拌站,搅拌站内设置JZ一350型强制搅拌机二台,HPD800B型配料机一台。二、井简明槽砼段施工用砼在搅拌站搅拌好后,用砼输送泵送至工作点。三、暗槽段砼块运输采用专用带护栏平板车四、基岩段喷射砼及砂浆用料采用地面拌干料,用1.5M³。矿车运至喷射点进行喷射作业。五、根据设计砼强度等级,严格按实验室出据的砼配合比单拌制砼。第五节 提升运输管理一、铺轨质量的好坏关系到矿车运行安全。必须按永久铺轨的质量标准铺设施工用轨道。二、斜井内设红灯,行车时红灯亮,行车不行人,行车时人员躲入躲避洞内。三、使用声光信号。两套提升系统各自独立,井下信号先传至地面信号房,再由地面信号房传至绞车房。信号规定:·停;··上(提);···下(放);····慢上(提);·····慢下(放),乱弦为事故信号。四、井下工作地点至地面信号房设置防爆电话,以方便工作联络。五、设置“一坡三档",防止跑车事故的发生。六、每天专人检查一次提升钢丝绳,磨损超限或其它不安全情况及时上报,做好记录。第六节 地质测量工作一、测量工作1首先依据业主提供的测量基准点及书面资料,尽快对设计布点进行复测,当复测结果与设计资料的误差在规定的范围内时,仍以设计资料为准,如果误差超出允许范围时,需与设计单位研究后修改。2开工前,须建立自己的施工控制网。3施工后测量工作,必须严格按照测量设计提出的要求进行,在实测过程中,应评定实际测量精度,若低于设计要求,应再次测量。4进洞基点桩要设置在稳固的地点,并用砼加以保护,防止移动和损坏。5井筒内安装三台JK一3型激光指向仪,一台标定中心,二台标定腰线。每30m将中心腰线标定于巷道项,帮部,以方便以后使用。二、地质工作1施工过程中必须高度重视地质工作,根据地质情况的变化,采取预防安全技术措施,以正确指导施工。2开工前必须熟悉和研究地质报告、地勘资料,并作好必要的调查和分析工作。3认真、准确、完整地提出各井巷地质预计图。4根据原始地质资料及施工过程所掌握的地质资料情况及时为施工提供各种预计,修正地质剖面图。5移交生产前必须有完整的施工期地质资料汇总资料。第七节 揭煤层技术措施为确保安全施工,在井筒接近煤层时,必须严格按照煤矿安全规程的规定。具体如下:一、打钻孔掌握煤层赋存条件和瓦斯情况当掘进距煤层l Om时即停止掘进并成巷。用ZK一1 00型煤矿安全型钻机,至少打两个穿透煤层全厚的钻孔,以便确切掌握煤层赋存条件和瓦斯情况,要求取岩芯。打钻孔从安设钻机开始,地质技术员须跟班作好原始记录,瓦斯员跟班作业,准确掌握进度、岩性、见煤深度、煤厚等钻孔资料,作好当班记录和交接班,打钻结束后,及时编绘地质图。二、打测定煤层瓦斯压力钻孔和测压依据打钻所掌握的煤层赋存条件,距煤层5m即停止掘进并成巷,用ZK一100型煤矿安全型钻机在井筒沿煤层走向和倾向分别打75m测压孔各一个,测压孔穿透全煤层。每钻完一个测压孔即安设测压管,测压管不得堵塞和漏气,封孔后待1624小时再接压力表。打测压孔时,地质、矿建技术人员和瓦检人员要跟班作业,及时准确掌握好钻孔深度、角度、煤岩厚度、瓦斯变化情况,作好记录,班组向调度室报告。观测压力由瓦斯检员和工程技术员跟班,并作好记录,描绘瓦斯压力曲线图表,直接压力稳定24小时止。三、震动性放炮揭开煤层经排放瓦斯压力小于10个标准大气压后,按震动性放炮揭煤。震动性放炮的实质,就是在工作面打较多炮眼,装较多药,全断面一次起爆揭开煤层。震动性放炮必须将所有的炮眼一次起爆,炸开石门全断面内岩层和煤层全厚,如果放炮未能揭开煤层,第二次放炮同样还是按震动性放炮进行,直至全部揭开并通过若干米为止。在放炮前,掘进工作面排放瓦斯的钻孔,必须用黄泥堵塞,其填塞深度要超过炮眼深度。放炮只准使用带安全被筒煤矿安全炸药。装药后,全部炮眼必须填满炮泥。爆破网路及爆破器材必须周密设计、选择、检查,保证不发生距爆和瞎爆现象。震动性放炮炮眼布置原则:炮眼个数比一般性放炮约多23倍,但具体眼数应视岩柱隋况而定;煤眼和岩眼要交错相间排列;总炮眼数中,煤眼和岩眼个数的比例大约为1:2;炮眼的密度,井筒的项部一般少于下部,周边多于中部;炮眼深度一般超过欲揭岩柱和煤层的厚度之和,而岩眼底距煤层0.10.2m,不得透煤。但考虑钻眼时不易掌握,可在钻透后停止钻进,填塞0.10.2m的眼底炮泥。打震动炮眼时,技术人员跟班要求;要准确掌握好眼位、眼数及眼角以及深度,收集现场原始数据,绘制实际震动炮眼图。煤岩眼分别编号,以利区别和避免误装。根据提供的钻孔资料及已揭露的岩石地质情况,揭煤前编制详细的“井筒揭煤施工技术安全措施",经审批后严格贯彻实施。第八节 井筒通过破碎带的措施一、撞楔法井筒掘进可能会遇到局部严重破坏的岩石破碎带或断层,在施工中,井筒顶板如稍有暴露面即可能造成冒顶事故。遇到这种情况,必须使井筒顶板岩石完全不暴露,撞楔法就是常采用的一种方法。在即将接触破碎带时,首先紧贴工作面架设2架支架,然后从后一架的顶梁下向前架支架的顶梁上方打入撞楔。撞楔可用松木橡木等木材制成。如用木板制成,则宽度一般不小于100mm,厚为4050mm,前端削成三角形尖头,若用圆或半圆杆时,前端也要削成三角形尖头,以减少打入时的阻力。撞楔长度一般为1.52.5m,要排压打入,以免露顶,打击时撞楔最好用木锤,避免把楔尾打劈。为防折断,不要一次把一根撞楔打得过深,以每次把各楔打入100200mm为宜,直至轮番分次打入到最终预定深度。由于井筒顶板有密排的撞楔超前护顶,因此就可以由工作面向前开始掘进,当掘到打入撞楔的三分之一处,即可架设支架3,到撞楔的三分之二处即架支架4。由于支架4的撞楔较高,为牢固的支撑撞楔前端,并为第二次打撞楔创造条件:可在支架4的上面架设一根横梁5,并以木楔6打紧,二梁的间隙就作为第二次打入撞楔的导向入口。然后,依此法打入成排撞楔并掘进,架设支架,直到通过破碎带为止。用这种方法施工,每架支架都牢固可靠,并且前后支架之间用撑木、扒钉撑紧,以增加稳固性。二、锚喷支护法如果围岩不稳定,或较易风化,在掘进工作面暴露出新的围岩后,用喷射混凝土即可很快的封闭暴露面,阻止其风化和暂缓围岩的变形或松动,然后随即打锚杆进行支护。在断层多,围岩非常破碎,掘进后随时都有冒顶危险的地段施工,可用打超前锚杆的方法,锚杆向前倾100一150mm,以防止顶板冒落。第九节 防治水一、地面防水措施为保证施工安全,防止涌水淹水事故的发生,施工首先从防止地面水渗入井下和探明水源两方面入手,并采取相应措施,防止地面水大量渗入井下的主要技术措施是:A、修筑排洪沟或截洪沟。B、夯实地表塌陷裂缝及填塞钻孔。C、明槽段砼碹体外围涂刷防水涂料、并抹20mm厚砂浆。二、井下防水措施1井筒施工接近含水层时,必须坚持有疑必探的原则,超过探水距离5m。2井筒施工应实现安全、快速、打干井的目标,并应根据井筒水量预计资料中的涌水量数据,选择不同的施工方法和治理方案。涌水量小于10m。h的含水层段,可采取强行通过施工方案。涌水量大于10岔h的含水层,应采取预注浆堵水措施。当井筒施工工作面发现有突水预兆时(如水温异常、涌水量增大、水色发浑、地压增大、出现雾气等异常现象),必须立即停止作业,同时报告调度室,以便采取有效措施,若情况危急,必须立即发出警报,以便及时撤出所有受水患威胁的工作人员。三、注浆施工技术(略)第十节 防汛1施工现场及生活区所有临时设施地坪均应高于周围O5M,生活区排水沟统一规划,确保下大雨雨水排泄。2建立一支20人的防汛抢险队伍,制定联络方案。3配足防汛器材,如水泵、水带、编制袋、工具等。第十一节 冬、雨季施工措施一、在冬、雨季来临之前,必须储备足够的施工材料、机具和配件。二、水泥必须存放在水泥库内,搅拌站必须设在大棚内,要求水泥库与搅拌站棚相连。三、砂、石料场必须硬化,同时必须设砂石料储备棚,储备足够的材料,以满足冬雨季正常施工需要。四、场内及生活区主要道路,必须硬化以方便行人进行施工作业。五、当连续5天的平均气温低于5时必须对砼及砌体施工增加防冻措施,拌制砼或砂浆时在水中加入适量的复合抗冻早强剂。六、当气温低于O时,必须对砌块表面沾染的冰块等杂物进行清理后方可使用。七、对地面砌体增加蓬布、草帘等防护保温、保暖措施。第五章 辅助生产系统第一节 提升系统副斜井选用一台JK一2520A绞车提升。一、副井主提升钢丝绳选型:根据井筒提升运输条件和提升设备(4.0m3箕斗),选定钢丝蝇为28-6×7170光右交。其计算参数如下:箕斗自重2247千克;矸石重量6800(4×1 700)千克,合计9047千克。 选择钢丝绳型号为:6×7一28-170。单位重量为2.78kgm。钢丝最小破断拉力总和为47350KG。二、钢丝绳安全系数校核m=QdQ0(Sin +1cos)+Psb×L0(Sin+ 2cos)=473509047×(Sin24°+0.01Cos24°)+2.78×1020(Sin24°+0.2Cos24°)=473505433=8.7 1>ma=6.5三、提升机选择卷筒直径D60ds:D900s其中:ds钢丝绳直径30 mmS最粗钢丝直径2.8mmD60×28=1680mm D900×2.8=2520mrn验算提升机强度最大静张力验算FjQ0(sin+lcos)+PsgLo(sin+2cos)Fj提升机强度要求允许的钢丝绳最大静张力,N9047×(Sin24°+o.01Cos24°)+2.784×1020×(Sin24°+o.2Cos24°)=5433kg=53.3KNFj=90KN>53.3KN即:提升机强度符合要求。电动机动率估算:KB·Fj·VmBP= c其中:KB电动机功率备用系数,取1.2VmB提升机最大速度,取4.78msc传动效率取0.851.2×53.3×4.78P=0.85=359(KW)提升机功率458KW>所需功率359KW,即提升机功率满足需要。第二节 运输系统井筒内运输由木轨枕140×120×1600MM、30KGM钢轨及箕斗组成运输系统。地面装载机配合自卸汽车组成地面排矸系统。第三节 压风系统建立集中空压站,配备英格索兰移动式空压机两台,压风管路从压风房至井下采用直径1 08×4Mm钢管;在井口安装风水分离器。第四节 通风系统副斜井施工选用630型15×2对旋式局扇两台,一台使用,一台备用,800mm胶质阻燃风筒组成压入式通风系统。第五节 排水系统在工作面后30M设一3M³水箱,工作面涌水通过风动潜水泵打入水箱,再利用水箱内潜水泵打上地面。随井筒的不断延伸,井筒内涌水量增大,拟采取在井筒内设施工临时水仓23个,水仓容积20M。,各水仓安装100D45×4型离心式清水泵一台,接力排水至地面。管路选型:选用1 08×4Mmm无缝钢管。第六节 供电系统工业广场设立一临时变电所,选用S9630/10一台KS7200/610变压器一台,分别为地面和井下供电。井下和地面低压用电设备均为380V电压等级,高压为6000V,生活照明用电是220V。在地面变电所设井下专用变压器,变压器采用中性点不接地系统,并经JL-82型检漏继电器作为漏电保护。井筒供电电缆沿井壁敷设至各用电点,信号等设备用电需配备干式变压器降至127V或36V。第七节 信号、通讯、照明系统一、井下工作面、井口信号房、绞车房建立“三铃二点"式声光信号;井筒内安装行车指示灯。由矿用防爆打点器、防爆电铃、防爆灯具及四芯电缆组成信号系统。二、井上、下通讯安装矿用防爆电话,用于井下与地面的联络。地面通讯采用无线电话进行相互联络。三、井筒内每20M设一盏防爆照明灯,工作面设一盏投光灯。入井人员携带矿灯序号设备名称型号数量(台)设备容量(KW)总数工作总数工作一地面负荷高压1绞车JK-2.5/20A22二地面负荷低压1空压机EM-16032175×23502搅拌机JS5002237.537.5砼输送泵HB8224444配料机HBD800B11333局扇2BKJ-N06/303290904机修工具30305地面照明动力100100负荷小计6245三井下负荷1水泵2130×2602耙斗机PY-60B2260603喷浆机PZ-5(B)4222114井下信号照明40405小水泵421266备用2020负荷小计197建设期间电力负荷统计表副斜井基岩段装药结构表炮眼名称炮眼个数炮眼深度(M)炮眼长度(M)炮眼编号装药量爆破顺序联线方式卷/眼重量(KG)掏槽眼62.0121-654.5串联扩槽眼42.087-1042.4辅助眼111.920.911-2146.6周边眼191.936.122-4038.55底部眼71.812.641-4755.25小计4789.627.3副斜井基岩段预期爆破效果图名称单位数量名称单位数量炮眼利用率%87循环炮眼长度M89.6循环进尺m1.7每米炸药耗量Kg/m16.1循环爆破原岩量m316单位原岩雷管耗量个/m32.9循环炸药消耗量Kg27.3每米炮眼耗量个/m27.6循环雷管消耗量个47第六章 施工进度、工期及保证措施第一节 进度安排原则一、满足合同工期要求和设计中对施工要求。二、符合本标段工程的施工特点。三、施工进度指标按正常情况下选取。四、充分利用合同要求的工期安排施工,并将适当提前,以备在施工过程中不可预见问题产生后调整进度留有余地。五、说明:正常情况是指施工的地质变化没有对施工方案造成大的改变。如有非施工单位自身原因而影响施工进度的因素发生时,施工单位也必须主动采取有关措施并与业主商定调整进度指标和工期。第二节 作业方式副斜井井筒施工采用“三八”作业制,作业形式三掘二喷。第三节 进度

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