XX煤矿主副风井矿建施工组织设计.docx

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XX煤矿主副风井矿建施工组织设计

XX煤业有限公司

XX矿主、副、风井井筒及相关硐室掘砌

施工组织设计

XXXX

二〇一六年十二月三十日

1前言

XX煤业有限公司XX煤矿位于XX煤田东部，太行山南麓，行政隶属XX市所辖的XX县。

井田中心西距XX12km，东南距XX县城3km，交通十分便利。

矿井设计生产能力为60万t/a，服务年限为37.5a。

采用立井开拓方式，工业广场内设计三个立井，分别为主井、副井和回风井。

主、副、风井井筒表土段及风化基岩采用冻结法施工，基岩段采用普通钻爆法施工。

经公开招投标，由XXXX中标，承建主、副、风井井筒及相关硐室的掘砌工程，为了有计划的组织劳动力、资金、设备及材料，努力把该工程建设成为优质、安全、快速、高效的工程，特编制本施工组织设计。

本施工组织设计编制依据：

1、XX煤矿主、副、风井井筒掘砌工程招标文件

2、XX煤矿主、副、风井井筒掘砌工程投标书

3、XX煤矿主、副、风井井筒工程施工合同

4、XX煤矿主、副、风井井筒施工图

5、《矿山井巷工程施工及验收规范》（GBJ213-90）

6、《煤矿井巷工程质量检验评定标准》（MT5009-94）

7、《普通混凝土拌合物性能试验方法》（GBJ80-85）

8、《混凝土强度检验评定标准》（GBJ107-87）

9、《普通混凝土配合比设计规程》（JGJ55-2000）

10、《混凝土外加剂应用规范》（GB50119-2003）

11、《混凝土拌合用水标准》（JGJ68-89）

12、《建筑钢结构焊接技术规程》（JGJ81-2002）

13、《钢结构施工质量验收规范》（GB50205-2001）

14、《建筑工程施工质量验收统一标准》（GB50300-2001）

15、《煤矿安装工程质量检验评定标准》（MT5010-95）

16、《煤矿安全规程》（2006年版）

17、《煤矿建设安全规定》（1997年版）

18、《简明建井工程手册》

19、《公司及XX安全质量标准化标准》

20、《XX立井提升、吊挂手册》

21、《煤炭工业建设工程质量技术资料管理规定》

22、《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》

23、GB/T19001-2000idtISO9001：

2000标准

本设计分文字说明书和主要施工图两部分。

2概况

2.1工程概况

XX煤业有限公司XX矿井位于XX煤田东部，太行山南麓，行政隶属XX市所辖的XX县。

井田中心西距XX12km，东南距XX县城3km。

交通十分便利。

矿井设计生产能力为60万t/a，服务年限为37.5a。

采用立井开拓方式，工业广场内设计三个立井，分别为主井、副井和回风井。

主、副、风井井筒表土及风化基岩段均采用冻结法施工，基岩段均采用普通法施工。

井筒主要技术特征见表2.1.1。

井筒主要技术特征表表2.1.1

序号

项目名称

单位

主　井

副井

风井

1

井口

坐标

纬距（X）

3903700.665

3903740.00

3903711.000

经距（Y）

38445517.673

38445600.00

38445326.000

标高（Z）

m

+86.5

+86.5

+86.5

2

井口自然地坪标高

m

+85.42

+85.42

+85.42

3

井筒深度

m

586.5

611.5

571.5

4

水平标高

m

-500

-500

-485

5

井筒净直径

m

4.0

6.0

4.5

6

冻结深度

m

292

292

288

7

表土层厚度

m

215.1

227.95

215.1

8

冻结段深度

m

284

284

280

9

砌壁

厚度

冻结段

mm

750

900

750

基岩段

mm

400

500

400

10

相关硐室

进风巷、箕斗装载硐室及井底巷道

管子道及马头门

井底巷道

2.2工程地质及水文地质

2.2.1工程地质

根据井检孔资料，预计井筒揭露的地层由下至上分别有：

山西组（P1sh）、下石盒子组（P1x）、上石盒子组（P2s）和第三、四系（Q+R）等，现分述如下：

（一）山西组（P1sh）

本次3个井检孔全揭露了本组地层，岩性主要由灰、深灰、灰黑色砂质泥岩、泥岩、长石石英细、中、粗粒砂岩、粉砂岩和煤层组成。

厚度94.00~98.05m，平均厚96.55m。

本组砂岩较发育，据3孔统计，含细、中、粗粒砂岩3层。

砂岩总厚度34.50~39.10m，平均厚37.20m，可占总厚度的38.5%。

特别是二1煤层间接顶板大占砂岩段厚度为22.10~25.15m，平均24.02m，新主检孔大占砂岩段厚度22.10m，其岩性为细、中粒长石石英砂岩含黑色矿物，泥硅质胶结，具交错层理，层理面黑色含炭质及较多云母片，中下部夹有砂质泥岩。

大占砂岩在本块段（矿井工业广场）范围内沉积稳定，且厚度较大，有利于井底车场和运输大巷的布设。

大占砂岩下距二1煤1.50~2.52m，平均为1.64m，中间岩性为灰黑色砂质泥岩或泥岩，较致密，含植物化石，底部有0.10~0.30m的松软泥岩与二1煤层直接接触。

（二）下石盒子组（P1x）

本次3个井检孔均揭露了本组地层，厚度为250.65~270.95m，平均厚264.03m，新主检孔厚度270.95m。

主要岩性由泥岩、铝质泥岩、砂质泥岩、粉砂岩和细、中、粗粒砂岩组成。

主要标志层A层铝土，位于本组下部，岩性为浅灰色铝土质泥岩，中厚层状致密，含菱铁质鲕粒，厚度6.70~16.74m，一般厚8.50m，层位稳定，岩性特征明显。

砂锅窑砂岩位于本组底部，岩性为灰色微带绿色，中、粗粒长石石英砂岩，含黑色矿物、泥岩包体及石英细砾，分选差，泥硅质胶结，具交错层理，具裂隙充填方解石脉。

根据岩性特征和标志层层间距分析，新主检孔、副检孔本组岩层沉积层序正常，而主检孔由于遇F216断层缺失地层20m左右，且岩芯破碎，沉积层序不正常。

（三）上石盒子组（P2s）

本次3个井检孔均揭露了本组下部地层，揭露厚度44.75~64.30m。

新主检孔厚度44.75m。

岩性主要由灰色泥岩、铝质泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、细、粗粒砂岩组成。

上部风化带45.00m左右，呈黄褐色、灰黄色，岩芯较破碎，具裂隙。

底部为一层浅灰—灰白色，微带绿色中、粗粒长石石英砂岩，含黑色矿物，分选差，含泥岩包体及石英细砾石，泥硅质胶结，具交错层理，本层称田家沟砂岩，为划分上、下石盒子组分界的重要标志层，层位较稳定。

（四）第三、四系（Q+R）

本次主、副井检孔揭露厚度分别为210.25m和227.95m，新主检孔揭露厚度为215.10m。

主要由灰黄色、灰色、浅灰色、棕红色粘土、钙质粘土、砂质粘土、粘土夹砾石、砾石和砂层组成。

粘土类中往往含大量钙质结核，局部钙质粘土固结程度较高，呈强固结半成岩状态，亦有强固结的砂层出现（如孔深98.20m的一层中、细砂层）。

砾石成分多以石灰岩为主，局部为粘土或钙质固结，分选差。

新主检孔粘土类厚度175.15m，占总厚度的81.43%；砂、砾石厚度39.95m，占总厚度的18.57%。

砂、砾石层多分布在孔深140m以下。

（五）主、副井筒预想地质概况说明

根据设计主、副井和新主检孔之间的相对位置可知，设计主井在新主检孔的浅部，井筒中心距新主检孔21m，经计算主井井筒未来挖掘时所见同一岩、土层的深度预计比新主检孔的深度要变浅1m左右；设计副井在新主检孔的深部，井筒中心距新主检孔74m，经计算副井井筒未来挖掘时所见同一岩、土层的深度预计比新主检孔的深度要延深0.3m左右；设计风井在新主检孔的深部，井筒中心距新主检孔212m，经计算风井井筒未来挖掘时所见同一岩、土层的深度预计比主井的深度要浅14.5m左右。

需要指出的是，由于设计主、副井筒和新主检孔三者位置不在同一方向上，加上新主检孔歪斜角度较小，使歪斜方位角准确度较低，会导致新主检孔的岩、土层垂深换算结果产生一定误差，加之岩、土层沉积岩性相变因素，故而预计未来井筒挖掘时的岩、土层深度和厚度亦会有一定变化。

（六）煤层

二1煤层位于山西组下部，据新主检孔资料：

二1煤层上距砂锅窑砂岩78.65m，下距L9灰岩9.85m，距L8灰岩17.75m，二1煤层厚5.50m，煤层直接顶板为2.85m的粉砂岩和泥岩，间接顶板为4.25m细粒砂岩，二1煤层直接底板为3.85m的泥岩。

主、副检孔这里不再详述，可参见柱状图。

二1煤为灰黑色，似金属光泽，条带状结构，贝壳状、参差状断口，层状构造，以粒状、块状煤为主，次为鳞片状，视密度1.48。

二1煤层煤岩成分以亮煤为主，夹镜煤条带，局部为丝炭，具纤维状结构，属半光亮~光亮型煤。

经测定新主检孔二1煤层原煤灰分为19.89%，全硫为0.24%，挥发分为10.09%，二1煤干燥基恒容低位发热量为27.3Mj/Kg，相当于6500cal/g。

综上所述二1煤属中灰、特低硫、高热值、优质无烟块煤（见表2.2.1.1）。

经新主检孔二1煤芯样测试结果，其抗碎强度为81%，坚固性系数为1.5。

井筒检查钻孔二1煤层煤质化验结果表2.2.1.1

孔号

水分（%）

灰分（%）

挥发分（%）

全硫（%）

发热量（Mj/kg）

备注

新主检孔

2.73

19.89

10.09

0.24

27.3

主检孔

1.65

23.02

9.66

0.26

26.31

副检孔

2.54

17.75

10.53

0.33

27.66

（七）瓦斯

本次施工的3个井筒检查钻孔，均采取了二1煤层瓦斯样，其中新主检孔二1煤层瓦斯成分以沼气为主，平均占92.2%，其次为氮气和二化氧碳，瓦斯（CH4）平均含量为17.04ml/gr（详见表2.2.1.2），故该矿为高瓦斯矿井。

井筒检查钻孔二1煤层瓦斯测试结果表表2.2.1.2

钻孔号

瓦斯成分（%）

瓦斯含量（ml/gr）

CO2

CH4

N2

CO2

CH4

N2

主检孔

0.75~0.86

0.81

94.9~99.0

97.0

0.26~5.05

2.66

0.49~0.75

0.62

6.69~29.49

18.09

0.08~0.17

0.13

副检孔

0.38~4.43

2.4

94.5~98.9

96.7

0.72~1.11

0.92

0.36~0.72

0.54

18.07~18.40

18.24

0.09~3.57

1.83

新主检孔

1.01

1.02

86.9~97.0

92.2

1.62~12.05

6.84

0.49~0.55

0.52

16.50~17.58

17.04

1.48~1.75

1.62

注：

表中所列3组数据，均为两个样品测试值和平均值

（八）矿井工业广场构造解释

根据3个井检孔所获得的新的岩、煤层成果资料和上述岩芯中所反映出的构造影响迹象，结合原有钻探、地震地质成果资料，编制了主检孔—副检孔（A—B）地质剖面图、新主检孔—3302孔（C—D）地质剖面图、修改了33线地质剖面图、修改了工业广场附近二1煤层底板等高线平面图，对矿井工业广场附近构造组合重新进行了解释，其结果是：

1）新主检孔附近未发现新的断层，F216、F4—1断层仍按原地震解释位置未改变，新主检孔岩芯完整、岩芯倾角平缓，构造简单有利于井筒布设。

2）原施工的主检孔和副检孔之间出现了一条落差20m左右的小断层，经分析认为应属F216断层的中段，故编号为F216，而原来的F216断层东段编号改为F216—1断层，应属F216断层的分支断裂，落差10m左右，由L2地震测线和三维地震线控制。

3）F216断层中段解释依据较充分：

a）在A—B地质剖面中主检孔和副检孔二1煤层不连续；b）主检孔岩芯受构造影响，破碎带总厚达120.80m，并有多层断层角砾岩，P1x地层缺失20m左右，F216断层即在本段通过（见A—B地质剖面图）；C）地震L2和L04测线上均有断点反映；d）F216东端交于F4—1，但缺乏钻探和地震控制，位置有所摆动，中、西段控制程度较高。

4）据上述，对本矿井工业广场附近的构造组合形态重新进行解释后，地质剖面图、地震剖面图与二1煤层底板等高线平面图均相互吻合，构造解释较可靠。

2.2.2水文地质

根据3个井检孔所揭露含水层的岩性特征、埋藏条件、含水性、水力性质等水文地质特征，自上而下分为五个含水层组（井筒不揭露太原组上段灰岩岩溶裂隙承压含水层组），表土及风化基岩段采用冻结法施工，在此不简述，其余各含水层分述如下：

（1）断层破碎带含水层组

该含水层组只在主检孔中见到，根据岩芯鉴定上自419.00m起，下至539.80m止，钻孔中破碎带厚度120.80m。

岩芯受构造挤压，错动现象明显，极破碎，呈角砾状，岩性混杂，局部单一。

在该段进行了稳定流抽水试验，其成果见表2.2.2.1。

据抽水资料分析，岩芯虽然极破碎，但多为闭合裂隙，张性裂隙较少，所以渗透性差，富水性弱。

该层组地下水水化学类型为HCO3-Na型，矿化度0.668g/L，水温23℃，PH值8.6，侵蚀性CO2为0。

主检孔F216断层破碎带含水层抽水试验成果表表2.2.2.1

含水层起

止深度

（m）

水位

标高

（m）

含水层厚度（m）

降深

（m）

涌水量（L/S）

单位涌水量（L/s·m）

渗透

系数

（m/d）

影响

半径

（m）

469.75~543.35

66.83

23.55

88.53

0.417

0.0047

0.0213

129.21

（2）二1煤层顶板砂岩裂隙承压含水层组

该含水层组为二1煤层以上82.85~91.55m范围内的灰色细、中、粗粒砂岩组成，为二叠系下统下石盒子组底部和山西组中、上部地层。

砂岩多为硅质和泥硅质胶结，含泥岩包体或夹泥岩薄层。

根据岩芯鉴定，该层组裂隙仅局部发育，岩芯较完整，钻进过程中未发现冲洗液有明显消耗。

新主检孔和副检孔在该层组各进行了一次稳定流抽水试验，其成果见表2.2.2.2。

从抽水成果看，该含水层组富水性不均一，补给源不足，含水性较弱。

新主检孔矿化度0.458g/L，PH值7.8，侵蚀CO2为0，属HCO3·SO4—Na型水，水温22℃；副检孔矿化度0.66g/L，PH值7.9，侵蚀CO2为0，属HCO3—Na型水。

二1煤层至其上的砂岩含水层之间仅有0.90~2.52m厚的泥岩和砂质泥岩层相隔，该隔水层沉积厚度不稳定，是矿坑充水的薄弱地段。

二1煤底至L8间距及太原组上段灰岩埋深、厚度见表2.2.2.3。

二1煤层顶板砂岩含水层抽水试验成果表表2.2.2.2

钻孔

含水层起

止深度

（m）

水位

标高

（m）

含水层

厚度

（m）

降深

（m）

涌水量

（L/s）

单位

涌水量

（L/s·m）

渗透

系数（m/d）

影响

半径

（m）

新主检孔

523.40~595.60

80.89

40.20

70.85

0.0559

0.0008

0.0017

29.21

副检孔

559.45~642.30

80.16

41.36

30.01

0.645

0.0215

0.051

67.63

53.61

1.111

0.0207

0.053

123.54

83.49

1.388

0.0166

0.046

176.26

二1煤底至L8间距及太原组上段灰岩埋深、厚度统计表表2.2.2.3

钻孔

地层

二1煤

L9

L8

L7

止深（m）

至L8间距

（m）

埋深

（m）

厚度（m）

埋深（m）

厚度（m）

埋深（m）

厚度（m）

新主检孔

614.95

17.75

624.80

0.60

632.70

10.40

648.50

2.00

主检孔

611.35

621.40

1.20

副检孔

650.20

18.80

660.35

1.30

669.00

10.35

（3）井筒预计涌水量

井筒预计涌水量见表2.2.2.5。

L8灰岩涌水量是在井筒不揭露大的岩溶裂隙的情况下建议采用值，若揭露大的岩溶裂隙，涌水量会增加数倍甚至数十倍，应重视。

井筒涌水量建议采用值表2.2.2.5

含水层

涌水量

（m3/h）

井筒

风化带

二1煤层顶板

L8灰岩

主井

160

280

16

副井

170

295

17

2.2.3井检孔位置

业主提供的井筒与三个井检孔位置关系见下表（表2.2.3）。

由此可见该三个井检孔中只有新主检孔距主井较近，对于主井井筒施工有指导意义，其余两个井检孔距主副井均在近400m距离，距风井约600m，对井筒施工借鉴意义不大，副井井筒施工时，应参照三个井检孔资料，风井井筒施工时，无井检孔资料。

井筒检查钻孔测量成果表表2.2.3

孔号

经距（Y）

纬距（X）

孔口标高（H）

备注

主检孔

38445917.750

3903875.470

+84.78

副检孔

38445913.990

3903765.750

+84.84

新主检孔

38445535.070

3903705.130

+85.42

设计主井

38445517.673

3903700.665

+86.3

设计副井

38445600.000

3903740.000

+86.3

设计风井

38445326.000

3903711.000

+86.3

2.3施工条件

工业场地现为农田，地势较为平坦，交通便利，“四通一平”基本满足施工要求。

3施工方案及工艺

3.1锁口施工

主井临时锁口：

上口标高±0.000m，下口标高-8.0m，净直径5.5m；

副井临时锁口：

上口标高±0.000m，下口标高-8.0m，净直径7.8m；

风井永久锁口：

上口标高±0.000m，下口标高-11.0m，净直径4.5m。

主、副、风井井筒相对标高±0.000m均相当于井口绝对标高+86.5m。

目前永久锁口施工图未到，主、副井井筒均暂定按临时锁口施工（上段2m为五零砖墙结构、下段素砼结构），风井按永久锁口施工（钢筋砼结构）。

在冻结满足开挖条件后施工，采用挖掘机挖掘，吊桶提升，先按掘进荒径掘进（采用临时支护）至锁口底口，再用绳捆模板砌筑锁口素砼段，主、副井锁口在其上砌筑砖墙部分至设计位置（砖墙后灌防水砂浆）。

锁口在施工过程中要预留出风筒等临时硐口，保证管路能顺利从封口盘下通过。

项目部应根据现场情况编制防止锁口下沉专项措施报处审批。

主、副井永久锁口则在井筒施工结束后施工（可根据业主要求作适当调整）。

3.2井筒冻结段施工

3.2.1冻结段开挖条件

当井筒冻结段应具备下列条件，方准开挖：

（1）井筒中的水文观测孔水位由开始缓升后下降而趋于稳定，然后又稳定开始逐渐上升，直到迅速上升并溢出孔口；

（2）由测温孔和水文孔资料分析，冻结壁已发展到设计厚度；

（3）经过试挖，证明冻结壁已实际形成并与上述的观测结果一致；

（4）去、回路盐水温差在2℃以内；

（5）凿井施工设备及设施已安装完毕；

（6）各种施工材料及劳动力配齐备足。

井筒开挖除了满足上述条件外，还应该综合考虑井筒能满足连续施工的条件。

3.2.2施工方案

主、副、风井井筒冻结表土段及冻结基岩段井壁均为双层钢筋砼结构。

为加快工程施工速度，保证工程质量，冻结段外壁均采用短段掘砌施工方案，整体金属下行刃脚模板砌壁，掘砌有效段高均为2.5～3.6m；冻结段内壁均采用金属装配式模板自下而上一次套内壁施工。

3.2.3井筒试挖段掘砌施工

当满足上述试挖条件后，井筒便可以试挖。

主井采用人工配合中心回转抓岩机挖土，副井采用挖机与中心回转配合挖土，风井采用人工配合挖掘机或中心回转抓岩机挖掘，外壁支护采用整体金属下行钢模板（段高2.5/3.6m）。

试挖段掘进时，先掘净径以内的土层，段高够1.7m左右，然后刷帮至掘进荒径，再全断面掘够掘进段高砌筑外壁。

井壁砼由井口砼搅拌站配制，采用底卸式吊桶下料，入模砼采用振动棒通过合茬窗口进行分层震捣。

试挖段深度应以满足工作盘和中心回转抓岩机安装为宜，深度不少于20m。

3.2.4冻结段掘进

表土段均采用全断面一次掘进，挖掘方式同试挖段施工，副、风井在工作面采用挖掘机挖土，副井实现挖掘机与中心回转抓岩机配套作业。

冻结基岩段均采用钻爆法掘进，主、风井采用SJZ5.5型（副井采用FJD-6A型）伞钻配YGZ-70型凿岩机凿岩，爆破材料均采用T220防冻水胶炸药，毫秒延期导爆管雷管。

爆破图表见图3.2.4及表3.2.4.1～3.2.4.3。

根据表土段土层的固结程度和硬度，均可能采用钻爆法施工。

冻结基岩段爆破原始条件　　　表3.2.4.1主

序号

名称

单位

数量

备注

1

井筒净直径

m

Φ4.0

2

井筒荒径

m

Φ5.5

3

井筒掘进断面

m2

23.76

4

岩石条件

f

4～6

5

雷管

毫秒延期导爆管雷管

6

炸药（Ø45）

m/卷、kg/卷

0.4、0.7

T220型防冻水胶炸药

冻结基岩段爆破参数表表3.2.4.2主

圈

别

每圈

眼数

（个）

眼深

（mm）

眼装

药量

（kg/眼）

炮眼角度

（°）

圈径

（mm）

总装药量

（kg）

眼间距

（mm）

起爆

顺序

联线方式

1

6

4200

4.2

90

1600

25.2

800

Ⅰ

并联

2

11

4000

3.5

90

2950

38.5

829

Ⅱ

并联

3

16

4000

2.8

90

4300

44.8

845

Ⅲ

并联

4

30

4000

1.75

89

5300

52.5

542

Ⅳ

并联

合计

63

161

冻结基岩段预期爆破效果表3.2.4.3主

序号

爆破指标

单位

数量

1

炮眼利用率

%

90

2

每循环爆破进尺

m

3.6

3

每循环爆破实体矸石量

m3

85.5

4

每循环炸药消耗量

Kg

161

5

单位原岩炸药消耗量

Kg/m3

1.88

6

每米井筒炸药消耗量

Kg/m

44.7

7

每循环雷管消耗量

个

63

8

单位原岩雷管消耗量

个/m3

0.73

9

每米井筒雷管消耗量

个/m

17.5

冻结基岩段爆破原始条件　　　表3.2.4.1副

序号

名称

单位

数量

备注

1

井筒净直径

m

Φ6.0

2

井筒荒径

m

Φ7.8

3

井筒掘进断面

m2

47.8

4

岩石条件

f

4～6

5

雷管

毫秒延期导爆管雷管

6

炸药（Ø45）

m/卷、kg/卷