副立井施工组织设计.docx
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副立井施工组织设计
第一章施工组织设计编制依据
1、山西柳林鑫飞下山峁煤业有限公司副立井井筒布置平、断面
图（S1019-116-01）
2、山西柳林鑫飞下山峁煤业有限公司副立井广场平面图。
3、山西柳林鑫飞下山峁煤业有限公司副立井实测位置定位点
（副立井井口位置X=4164172Y=19489051Z=+902）
4、《矿山井巷工程施工及验收规范》（GBJ213-90）
5《煤矿井巷工程质量检验评定标准》（MT5009-94）
6《煤矿安全规程》（2010年版）
7、《煤矿建设安全规程》
8、《砼结构工程施工质量验收规范》（GB50204-2002）
9、《砼质量控制标准》（GB501-64-90）
第二章矿井设计概况
第一节矿井概况
山西柳林鑫飞下山峁煤业有限公司是2009年9月山西省煤矿企业兼并重组的整合矿井，位于山西省柳林县城北偏西直距约20km王家沟乡任家山村属柳林县王家沟乡管辖。
该公司井田边界为：
东为大庄公司煤矿，南为碾焉矿，北为新民二矿，西为中铝碛口煤矿。
山西柳林鑫飞下山峁煤业有限公司是资源整合后改造矿井，批准井田面积为4.0716km2，开采煤层为4#、8#、9#煤层，生产能力由原30万t/a提升至90万t/a。
矿井采用一斜两竖的开拓方式，主斜井负担提煤、进风及下大件，是矿井的一个安全出口；副立井负担矸石、材料设备和人员等提升任务，兼做主要进风井和安全出口；回风立井负担矿井的回风任务兼做安全出口。
第二节副立井井井筒工程技术特征
副立井是利用并刷大原任家山煤矿的主立井，原井筒净直径为4.0m，井深120m，现将其刷大到5.5m，掘进到深212m。
表土段预计施工30m，其中临时锁口8m；基岩段182m，在表土段以下5m处设置1号壁座，在井深192m处设置2号壁座，在井深212m处与矿井的井底车场和井底水窝相连。
井筒的井壁结构叙述如下：
临时锁口采用砖砌二四圆墙的临时支护，表土段8—40m采用钢筋混泥土砌碹支护，井壁厚度为500mm，内层筋布置半径为2810mm，保护层60mm，内环筋规格为φ16@300的螺纹钢，内竖筋规格为φ18@300的螺纹钢。
基岩段40—188.68段为素混凝土支护，井壁厚度350mm；基岩段从2号壁座到212m段为C25素混凝土砌碹支护，井壁厚度500mm。
详见S1019-116-01副立井井筒平、断面图。
表2-1副立井井筒技术特征表
序号
名称
单位
副立井
备注
1
井口坐标
X
m
4164172
Y
m
19489051
Z
m
+902
2
倾角
度
90
3
方位角
度
360
4
井筒直径
净
m
5.5
表土段-8m以下
掘进
表土
m
6.5
表土段-8m以下
基岩
m
6.2
5
表土段
掘进断面
m2
33.2
500mm厚C25钢筋混凝土支护，表土段
8m临时锁口
净断面
m2
23.7
长度
m
30
6
基岩段
掘进断面
m2
30.2
350mm厚C25素混凝土支护，井深188.68—212m段采用500mm厚C25素混凝
土支护
净断面
m2
23.7
长度
m
182
附：
副立井井筒平面布置图1
副立井井筒剖面图2
井筒配筋图3
1号壁座放大图4
2号壁座放大图5
第三节自然地理
１、地形地貌
井田地处晋西黄土高原，属吕梁山西侧的中低山区，黄土覆盖广泛，冲沟发育，地形起伏较大，地貌类型以侵蚀性黄土梁、峁为主，其次为黄土沟谷地貌中的冲沟，地势总体南高北低，地形最高点位于中东部山头，海拔1081.5m，最低点位于井田北部沟谷，海拔820.0m左右，最大相对高差261.5m。
２、河流
本区属黄河流域黄河水系，井田沟谷发育，五常年性水流，仅在雨季有洪水流出，并很快排干，季节性水流向西北汇入黄河。
３、气象
井田地处晋西北黄土高原，为大陆性季风气候，暖温带半干旱地区，气温变化昼夜悬殊，四季分明，降水量有限，多显干旱状态，冬春季多西北风，少雨雪，夏秋季雨量集中，有时候出现暴雨洪水灾害。
年降水量平均为519.3mm，降水多集中在7月；年平均蒸发量2141.9mm，年平均气温8.8℃，最高37℃，最低-24.8℃，霜冻期为当年10月上旬至次年3月份，最大冻结深度约1.11m。
４、环境
本区属中低山森林区，灌木丛生，无污染源，自然环境良好。
农业和不发达，粮食不能自给，农作物主要有玉米、谷子、土豆等，经济作物有葵花、胡麻、红枣等。
５、地震
根据山西省地震烈度图，本区处于Ⅳ度区，地震动峰值加速度0.05g。
６、交通
井田位于柳林县城北20km处，沿黄干线省道穿矿区而过，距孝柳铁路穆村站30km，距柳林——结绳焉公路3km，交通运输条件便利。
第四节地质及水文地质概况
本工程副立井施工未打井筒检查孔，缺少施工图设计的准确资料，根据本矿井的地质资料，本矿井表土厚度一般为30m作业，本次施工暂按30m深考虑，结合临近矿井所揭露的围岩情况分析：
1、地层概况
副立井井筒揭露第四系松散黄土厚度约为30—35m，其上部为黄土盖山，基岩段主要为石灰系上统太原组和二叠系下统山西组。
太原组（C3t）：
主要由深灰色黑色泥岩、砂质泥岩、中粗粒砂岩、灰岩及煤层组成。
二叠系下统山西组：
主要由深灰色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、灰色砂岩及煤层组成，其中砂岩较为完整、坚硬，而泥岩、砂质泥岩和煤层为软岩或极软岩。
该副立井井筒将揭露以上表土段、基岩段以及4#、8#和9#煤层。
2、构造
井田总体为一走向北北东，倾向北西西的单斜构造，地层倾角为2°—9°，地表及井下未发现断层和陷落柱，亦未发现岩浆岩侵入，井田构造属于简单构造。
3、煤与瓦斯
副立井井筒将揭露4#、8#和9#煤层，根据吕煤安字【2008】540号《关于对山西柳林陈家湾赵家庄煤业有限公司等42对矿井2008度瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复》对矿井的4#、8#和9#煤层进行鉴定为低瓦斯矿井。
煤尘爆炸性和煤的自燃倾向性：
（1）4#、8#、9#煤层的煤尘均有爆炸性。
（2）4#煤尘的自燃等级为Ⅲ，倾向性质为不易自燃；8#、9#煤层自燃等级为Ⅱ，倾向性质为自燃。
煤层概况：
副立井井筒施工过程揭露三层煤。
具体下表：
表1-1井筒施工揭露煤层一览表
煤号
类别
见煤点井筒深度预测（m）
厚度（m）
4#
煤
137
1.55
8#
煤
182
2.89
9#
煤
212
2.59
4、井筒水文地质
根据勘察资料，太原组、山西组、下石盒子组富水性弱，奥灰岩溶水、富水性强。
根据周边水井资料推测井田奥灰岩溶水位标高为：
808.5—810m。
4#煤层绝大部分为带压区，8#、9#煤层全部为带压区。
综合评价，4#、8#、9#煤层为矿井非水文地质类型属于中等。
正常情况下，在副立井施工过程中无大的涌水，若遇到特殊地层或涌水量增大的顶层，要及时采取有效的支护和预柱浆措施，同时在揭露4#、8#、9#煤层前，根据《煤矿安全规程》的有关规定进行探放水。
第三章施工方案及施工方法
第一节施工方案的确定
根据副立井井筒设计平、剖面图及支护断面图的要求（S1019-116-01）结合现场的实际情况以及施工队伍的经济、技术实力，选用掘、砌单行作业施工方案，在稳定岩层且无富含水层是，井段高为30——40m；穿过岩石破碎带且富含水层时，段高不超过6m。
第二节施工准备
目前，副立井工业广场已平整完毕，施工用水、供电、道路、通讯等已完善，具备开工条件。
表土段施工从破土开始。
破土前首先由测量人员复核井筒中心坐标与设计坐标之间的误差是否在《煤矿测量规程》允许的范围内，然后按复核井筒坐标线放好井筒十字线，在每测的一端打好三个基桩，按《规程》规定埋设好并将基桩的坐标标定在井筒施工平面图上交甲方和监理审查无误后开始施工。
第三节井筒施工方法
一、表土段施工
本井筒表土段预计施工30m，是刷大原井筒，其中临时锁口占8m，采用砖砌二四圆墙的临时支护，表土段-8m以下采用钢筋混泥土支护。
（一）安设锁口
根据复核井筒坐标锁定井筒尺寸后，即可破土开工。
向下挖8m后，用砖砌直径为5.5m的二四圆形墙作为临时锁口，永久支护根据以后设计院出的图纸施工。
（二）表土掘进
1、挖掘：
先用手镐、铁锹和风镐直接挖掘，当挖掘困难时，采用放炮掘出设计掘进断面，挖出的土回填到原井筒内。
2、支护：
（1）临时支护：
为防止井帮坍塌，挖掘后需及时架设临时井圈支架。
每架井圈由8段20号槽钢组成，各段之间用小槽钢借助销钉相连接。
上下相邻井圈用Z型挂钩悬吊。
挂钩用28mm圆钢弯成。
井圈和井壁之间插入背板，背板规格1000×150×30mm。
背板与井圈之间需打入木楔。
撑柱打在靠近挂钩的地方，上下挂钩和撑柱必须垂直对正，使井圈受力合理，从而增强支架的稳定性。
（2）表土段-8m以下设计支护为单层（内层）钢筋混泥土，此支护过程：
①钢筋加工制作：
在副立井地面广场内（距井口50m以内）设有钢筋加工车间，按照施工图及设计规范的要求，提前加工所需要的钢筋，即初形加工制作。
②钢筋绑扎：
井筒成型后及时进行现场钢筋绑扎工艺。
③组立井筒砌壁模板：
井下“单层钢筋笼”绑扎后直接架设井壁模板。
④浇注井壁：
分层浇筑并且对称下料，边浇筑砼边振捣。
⑤砼制作：
在副立井广场20m内设置一集中砼加工搅拌站，其设备为JZC350B搅拌机和标准计量器。
⑥砼输送：
加工好的砼直接装入1m3底卸式吊桶向井下运砼料。
⑦拆模板：
首先要满足砼有一定的初凝时间，即30小时后方可拆模。
临时锁口施工完毕后，施工封口盘，把井口封砌好。
表土段-8以下部分按设计要求实行短段掘砌，段高2m，一直施工至井深23m段安装φ5200mm吊盘，把吊盘构件回到工作面，在工作面组装。
吊盘安装好，继续施工表土直至基岩段。
根据地层变化，当井筒进入完整基岩5m后，与甲方、监理联系，甲方和监理同意后施工井筒壁座。
二、基岩段施工方法与步骤：
基岩段施工分两部分，一部分为30—120m刷大原井筒，另一部分为120—212m全断面掘进。
1、钻眼爆破：
每班开工前，都要把φ3000mm小吊盘下放到工作面，作业人员站在小吊盘上作业。
下放中线，利用中线找出周边眼的布眼轮廓，半径3.1m，按不同岩性的爆破图表进行轮尺布眼，同时开始下放软风管、水管，从分风器、分水器将风管、水管接至各钻，开始打眼（钻眼工具为YT28型风钻，φ22mm中空六角合金钢钎杆，采用φ34mm“一”字型钻头，钎杆分别为1.5m、2.5m、3.5m三种）先用1.5m长短钎杆打到底后换2.5m长钎杆，最后用3.5m长钎杆，采取逐步加深，逐步换钎杆的方法打眼，并按不同岩性的爆破图表进行布眼，采用定人、定机、分区打眼，以加快打眼速度，提高钻孔质量。
爆破材料选用高威力乳化炸药、毫秒延期雷管。
装药严格按爆破图表，实现光面爆破。
2、装岩与出矸：
放炮后，一切正常便转入下一工序出矸。
刷大原井筒时爆破矸石直接回填到原井筒，到原井筒内的矸石堆到掘进工作面采用用人工装吊桶出矸，绞车提升运输。
3、支模：
工作面找平后，在井壁范围内铺一层60mm厚中粗砂，将砂铺均匀后支模板，模板要立好、放稳，一个一个的对接直到围回一圈，并把各种连接装置连接号，以防跑模。
4、砼浇筑：
分层浇筑并且对称下料，边浇筑砼边振捣。
5、砼制作：
在副立井广场20m内设置一集中砼加工搅拌站，其设备为JZC350B搅拌机和标准计量器。
6、砼输送：
加工好的砼直接装入1m3底卸式吊桶向井下回砼料。
7、拆模板：
首先要满足砼有一定的初凝时间，即30小时后方可拆模。
三、过含水层的施工方法：
本工程根据地质资料介绍地下的含水岩层为弱含水层施工涌水不大,不影响施工进度。
如果涌水量超过6m3/h时，则采用工作面预注浆堵水。
四、过断层破碎带的施工方法：
井筒穿过断层破碎带，应根据实际情况采取钢筋网喷射混凝土支护或吊挂井壁等施工方法通过。
五、过煤层的施工方法：
根据井筒综合柱状图，当施工至煤层前必须提前打探钻，探钻煤层的情况、厚度、瓦斯涌出量大小，井筒平时施工时，要认真积累瓦斯涌出量的变化规律，炮眼瓦斯涌出情况的变化、与岩层的关系，接近煤层前的瓦斯涌出有变化，当瓦斯涌出变化大时，要及时打探钻，探明下部地层情况。
在遇煤层时，要多打几个探眼，探明煤厚、倾角、煤质的硬度、瓦斯涌出量大小，严格按《煤矿安全规程》中第二十七条的规定处理。
观察工作面的变化，制定专门措施。
附：
副立井基岩段炮眼布置图6
炮眼正向装药结构图7
副立井基岩段爆破说明书
副立井基岩段爆破原始条件
副立井基岩段预期爆破效果
第四章生产辅助系统
第一节提升系统
在地面安装一台1.6m双滚筒提升绞车，型号为2JTP—1.6×0.9。
井架用Ⅲ型钢结构井架，井架高度为14m，跨度6.5m，提升天轮1.6m，提升钢丝绳为φ24.5mm。
配备1.0m3矸石吊桶，3.6t钩头。
表4-1绞车主要技术参数表
序号
项目
提升机型号或参数
1
提升机
2JTP—1.6×0.9
2
最大静张力（KN）
45
3
电机功率（kw）
132
4
电机转速（rpm/min）
5
最大提升速度（m/s）
3.28
6
选用钢丝绳（mm）
24.5
7
提升容器（m3）
1m3吊桶
8
天轮规格（mm）
1600
9
钢丝绳断力总和（KN）
31.9
10
钢丝绳安全系数
14
11
提升机综合后备保护系统
KHT3
第二节悬吊系统
吊盘选用层间距为4m，φ5200mm的双层吊盘和φ3000mm的小吊盘。
吊盘主梁、圈身分别为25号工字钢和25号槽钢，铺5mm厚的防滑钢板，悬吊稳车为2台单10t。
第三节压风系统
1、用风量统计
表4-2井筒用风量统计表
设备名称
规格
单台耗风量（m3/min）
打眼
出矸
浇筑砼
使用台数
总耗风量
使用台数
总耗风量
使用台数
总耗风量
风钻
7655
3
4
12
风动振捣棒
2
1
2
风镐
G-10
1.2
2
2.4
合计
12
2.4
2
2、压风机选择
副立井同时打眼时用风量最大为12m3/min，考虑为快速施工多工作平行作业及风压降效等因素，本着经济合理的原则，在地面建立集中空压机房，安装3台10m3螺杆式空气压缩机和，二台工作一台备用。
3、压风管路的选择
三台空压机安装4寸无缝钢管、配φ158钢管为主干管，用2台10t稳车，28绳悬吊至吊盘、吊盘下用2分高压软管按分风器。
第四节供水系统
在地面生产水池接一趟3分钢管随压风管一同下井至吊盘，吊盘下面用高压软管接至分水器。
第五节供电系统
根据甲方现场提供10kv电源，施工期间从10kv临时变点所引出两趟6kv线路给两台变压器，一台KS7-630/6动力变压给搅拌机、绞车、压风机及地面其他低压设备供电；一台型号为KS7-315/6矿用变压器，给井下动力设备供电并且作为局扇的电源；另配120kw的发电机作为备用电源。
第六节排水系统
本工程根据地质资料介绍地下的含水岩层为弱含水层施工涌水不大，但是防止意外发生（断层导水），准备一套排水系统作为防备。
井筒布置一趟φ108mm排水管路（稳车悬吊）至吊盘。
吊盘上安装一水箱和一台D16-40kw的卧泵，工作面安装一台潜水泵，将水排至吊盘水箱，卧泵将水从水箱排至地面。
用悬吊敷设一趟35mm2的橡胶电缆至吊盘为水泵提供电源。
第七节信号、通讯、照明
井上下施工依靠信号来联系，井底发出型号至井口信号台，井口信号台将接收到的信号传至绞车房和稳车群。
在井口安装一台BAX4-5A-127V通讯信号装置，该装置具备信号和电话功能。
吊盘电话直通井口信号和矿调度。
井口电话与绞车房、调度室相通，能及时联系，请示汇报工作。
照明：
在井筒内敷设一趟U3×10+1×4照明电缆至吊盘上供电电压127v。
在吊盘上安设矿用防水灯和DKS-250/170型立井投光灯供井下照明。
每人下井时戴一盏矿灯。
第八节运输系统
掘进井筒一开始爆破产生的矸石直接回填到原井筒，直到原井筒内的矸石堆到掘进工作面，才用人工装吊桶出矸。
矸石吊桶提至翻矸平台，通过翻矸工、稳桶，下放翻矸溜槽，将矸石倒出，再通过挖掘机装入汽车运到排矸厂。
第九节通风系统
1、风量计算：
（1）排出炮烟所需风量：
Q炸=｛7.8［KA（SL）2］1/3｝/t=426m3/min
式中：
t——通风时间25min
K——井筒淋水系数，取0.5
S——掘进断面积30.19m
L——巷道总长度212m
A—一次爆破炸药最大消耗量，124.6kg
（2）按井下同时工作的最多人数计算风量为：
Q人=4N=4×15=60m3/min
式中：
N——井下同时工作的最大人数，取15人
（3）按瓦斯涌出量计算：
Q瓦=100q×kd=54.6m3/min
式中：
q——掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，取0.42m3/min
Kd——备用风量系数，取1.3
根据以上计算后取
（4）风速校验风量：
Q风min=9S=9×30.19=271.71m3/min
Q风max=240S240×30.19=7245.6m3/min
即该巷道爆破施工工作面需风量为Q=426m3/min
（5）局扇通风工作风量：
Q扇=Q掘×P=426×1.2=511.2m3/min
式中：
Q扇——局部通风机工作风量，m3/min
P——局部通风机供风巷道风筒漏风系数
取百米漏风率：
P100=2.5%
则P=1/[1-（H/100×P100）]
=1/[1-（575/100×2.5/100）]
=1.2
2、通风机选型：
根据局部通风机理论需要的工作风量、工作风压和实际通风风阻，在对旋式局部通风机特性曲线上进行风机选型，选型参数见下表，确定选用FBD-No6.3/22×2对旋轴流式局部通风机。
局部通风机选型计算成果表
工作面名称
巷道设计长度（m）
巷道掘进断面（m2）
风筒规格（mm）
风筒最大长度（m）
工作面需风量（m3/min）
风机最低风量（m3/min）
风机最低风压（Pa）
最大通风风阻（NS2/M8）
副立井
212
30.19
φ600
220
426
380
风机选型
预测风机后期工况点
工作风阻
（NS2/M8）
工作风量
m3/min
工作风压
（Pa）
运行效率（%）
FBD-No6.3/22×2
550
5800
56
巷道风速验算：
Vmin=550/（1.2×60×30.19）=0.25m/s
Vmax=550/（60×30.19）=0.30m/s
副立井施工期间，使用FBD-No6.3/22×2对旋轴流式局部通风机，可满足施工所需供风量的要求。
3、通风系统：
采用压入式通风方式，风机按设在距井口10m以外安设2台低噪音型对旋风机，一台运行，一台备用。
配一趟φ600mm强力胶质阻燃、抗静电风筒通过1台5t稳车，两根15.5mm钢丝绳悬吊送至工作面，通风由井筒排出。
基岩段施工时安装风电闭锁，揭煤前必须安装瓦斯断电装置。
进风系统：
地面新鲜风→局部通风机→风筒→工作面
回风系统：
工作污风→井筒→地面
4、避灾路线：
（1）当井下遇到火、瓦斯等灾害时，施工人员应立即停止作业，戴好自救器，以最短的时间通过吊桶或软梯撤到地面。
避灾路线：
工作面
地面
（2）当井下遇到水灾害时，施工人员应立即停止作业，走到高处以最短的时间通过吊桶或软梯撤到地面。
避灾路线：
工作面
地面
附：
通风系统图8
避灾路线图9
第十节土建大临工程及施工总平面布置
一、土建大临工程
为满足生产和生活需要，自筹自建生产用房1000m2,、生活用房1500m2,。
为确保砂子和石子质量，采用C25砼浇筑200mm厚的料场500m2,施工区和生活区砖砌排水沟等。
二、施工总平面布置
施工平面布置以甲方提供的工业场地总平面图为依据，在不违反有关规范、规程的前提下，充分利用矿井原有建筑，尽量不占用永久设施的位置，把生产设施布置在副立井附近，生活设施集中布置，这样能为工程快速优质施工提供条件，又便于管理，同时也避免了人、物的交叉影响。
临时供水系统采用钢管引水至各个用水地点，满足生产、生活及消防需要；临时排水系统把生产、生活及雨季水及时排出，避免工业厂内积水；为创造一个良好的工作环境，在工业广场内适当位置种植部分花草树木，同时建一座厕所，避免造成环境污染。
大临时工程明细见下表。
表4-3大临时工程明细表
序号
工程名称
单位
数量
结构类型
备注
1
主绞车基础
m3
140
砼
2
集中砼搅拌站基础
m3
40
砼
3
砂、石子料场
m2
500
砼
指表面积
4
蓄水池
m3
60
砖混
指蓄水量
5
过滤池
m3
12
砖混
指蓄水量
6
沉淀池
m3
12
砖混
指蓄水量
7
主提φ1.6m绞车房
m2
216
砖混
新建
8
压风机房
m2
60
轻钢结构
新建
9
变电所
m2
60
砖混
新建
10
值班室、工具房、维护房
m2
120
砖混
新建
11
灯房
m2
24
砖混
新建
12
加工车间
m2
78
轻钢结构
新建
13
材料库
m2
74
轻钢结构
新建
14
材料专用场地
m2
200
轻钢结构
新建
15
稳车绞车基础
m3
108
砼
第五章劳动组织与及主要施工设备选型
第一节工期安排
一、地面准备工期
施工准备期50天：
1、井架基础施工、稳车基础、空压机基础、空压机冷却水池施工，共用10天。
2、稳车安装、绞车安装、空压机安装、井架安装、绞车房施工，稳车棚施工、空压机房施工，共用10天。
3、井筒表土临时锁口施工，封口盘施工，加吊盘悬挂，井筒向下掘砌30m至基岩，共用30天。
二、井筒施工工期
根据施工条件、施工工艺、施工装备能力、劳动组织及我公司施工经验和施工队伍素质等综合因素确定：
副立井施工工期：
施工准备及表土段约30m，工期为50天；基岩段182m，进度40m/月，工期137天；总工期187天。
第二节劳动组织
在工程施工的管理形式上采用项目法管理，根据作业方式、工期安排按各专业工种配备劳动力。
表5-1副立井施工人员配备表
序号
工种名称
班次
一班
二班
三班
四班
小计
在册
1
打眼工
3
3
3
2
12
12
2
出矸工
2
2
2
2
8
8
3
砌壁工
2
2
2
2
8
8
4
吊盘信号工
1
1
1
1
4
4
5
井口信号工
1
1
1
1
4
4
6
翻矸工
2
2
2
2
8
8
7
井口把钩工
1
1
1
1
4
4
8
搅拌机司机
1
1
1
1
4
4
9
空压机司机
1
1
1
1
4
4
10
绞车司机
3
3
升级会员 