府谷通源煤矿主斜井.docx
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府谷通源煤矿主斜井
陕西省府谷县通源煤矿
主斜井井筒工程施工
施
工
组
织
设
计
二Ｏ一一年三月
第一章编制依据、原则和范围……………………………………………………
第二章工程概况………………………………………………………………………
第三章施工准备
第四章主斜井井筒施工技术方案…………………………………………………
第五章辅助生产系统……………………………………………………………………
第六章施工进度计划及保证措施……………………………………………………
第七章质量保证体系及保证措施……………………………………………………
第八章特殊施工安全技术措施………………………………………………………
第九章安全保证体系及控制措施……………………………………………………
第十章文明施工与环境保护……………………………………………………………
第一章编制依据、原则和范围
第一节编制依据
1．陕西省府谷县通源煤矿主斜井井筒工程井筒平、剖、断面图。
2．《矿山井巷工程施工及验收规范》GBJ213—90；
《煤矿井巷工程质量检验评定标准》MT5009—94；
《煤矿安全规程》（2007）；
《煤矿建设安全规定》（试行）1997。
《工程测量规范》GB50026-93；
《混凝土结构工程施工质量验收规范》GB50204-2002；
《钢筋焊接及验收规程》JGJ18-84；
《地下工程防水技术规范》GB50108-2001。
3．本公司现有施工力量、技术水平、技术装备和机械化程度。
4．工程现场实际情况。
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．陕西省府谷县通源煤矿主斜井井筒掘砌工程。
2．陕西省府谷县通源煤矿主斜井井筒掘砌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
第一节井田概况
一、地理位置及交通
本工程位于陕北侏罗纪煤田新民普查区的西北部，陕西省府谷县西北约81km处，行政区划隶属府谷县大昌汗乡管辖。
野（芦沟）～大（昌汗）三级公路沿整合区的西北部边界内通过，规划建设的敏石一级公路从工业场地北侧通过。
神（木）～包（头）铁路和神（木）～黄（骅）铁路分别从整合区外西部和南部通过，并与全国铁路网线相连，形成了衔接四周与全国的铁路运输网络。
交通运输条件十分便利，煤炭外运条件良好。
交通位置见图。
二、井田概况
府谷县通源煤矿煤炭资源整合项目由原府谷县大昌汗乡大石联办煤矿、府谷县大昌汗乡黑石岩煤矿、府谷县大昌汗乡炭窑渠煤矿和府谷县大昌汗乡大圪台煤矿（置换）实施煤炭资源整合而成，扩大煤矿开采范围，增加开采煤层数，整合后企业更名为“府谷县通源煤矿”，整合区域为Z3区，整合后生产能力为1.50Mt/a。
整合区面积约8.5436km2，含煤地层为侏罗系中统延安组，含可采和局部可采煤层7层（3-1、3-2、4-2、4-3、4-4、5-2上、5-2），地质储量89.79Mt，可采储量58.885Mt，服务年限28.0年。
整合后矿井工业场地选在整合区西部小昌汗沟与东沟的交汇处，原四个煤矿场地均废弃。
在新工业场地内新建主体工程（井巷工程、地面生产系统）、辅助工程（修理车间、坑木加工房、煤样室、煤仓等）、环保工程（矿井水处理站、生活污废水处理站、锅炉脱硫除尘设施）、公用工程、行政与公共设施等。
矿井采用斜井开拓，共设四个水平，（3-1煤层与3-2煤层为第一水平，4-2煤层与4-3煤层为第二水平，4-4煤层与5-2上煤层为第三水平，5-2煤层为第四水平），划分为十八个盘区。
采用长壁综采采煤法，全部垮落法管理顶板。
矿井井下煤炭采用胶带输送机运输，辅助运输采用无轨胶轮车。
矿井达产时采用中央并列式通风系统抽出式通风方式。
水源采用当地自来水管网供水系统供水。
采用双回路供电。
原煤加工后的产品为-25mm、25mm～50mm和+50mm3种，均用筒仓储存，汽车外运。
第二节井筒特征
通源煤矿建设规模1.50Mt/a。
矿井采用斜井开拓方式，工业场地位于整合区西部小昌汗沟与东沟的交汇处；确定开凿三条井筒，分别为主斜井、副斜井及回风斜井。
三条井筒在同一个场地，各井筒技术特征见下表：
各井筒特征一览表
井筒名称
井口坐标（m）
井底标高
（m）
井筒斜长
（m）
井筒倾角
（度）
净断面
m
方位角
（度）
纬距（X）
经距（Y）
井口标高
（m）
主斜井
4349025.000
37455757.000
+1153.5
165.1
16°
15.1
180°
副斜井
4349007.500
37455697.000
+1151.0
146.576
6°
18.9
180°
回风斜井
4349025.000
37455797.000
+1154.0
176.021
16°
15.1
180°
一、主斜井井筒技术特征
主斜井井口坐标、井口标高等见上表。
主斜井井筒斜长165.1m，倾角16°，半圆拱形断面，净宽4.5m，墙高1.75m，净断面15.1m2。
支护方式：
井筒①-②段为明槽大开挖段，斜长25m，采用钢筋混凝土砌碹支护，纵筋Ф12@mm,环筋Ф16@mm，砼标号不低于C20、支护厚度300mm。
风化基岩②-③段25m，采用钢筋混凝土砌碹支护,砼标号C20，支护厚度300mm。
基岩段斜长115.1m，掘进断面16.9m2,C20锚喷支护。
喷砼支护厚度100mm。
锚杆杆体材料采用II级左旋螺纹无纵筋钢筋，直径20mm，长度2100mm，锚固剂采用树脂药卷，规格为MSZ35/35型，每眼充填药卷2个；托板采用Q235钢，规格150×150mm，锚杆间排距700×700mm，菱形布置。
井筒锚喷段遇围岩破碎等不良条件时，应适当加密锚杆间排距或采取挂网等综合措施。
第三节 工程水文地质
一、地下水
①主要含水层为侏罗系中统延安组风化裂隙潜水含水层，主要补给来源是大气降水，其次为局部地段地表水就地补给。
②根据预测，3-1煤导水裂隙带大部分地区导通上覆正常基岩，部分地带（煤层露头线附近）导通地表。
3-2煤导水裂隙带在整合区西部及西南部小昌汉沟，以及东沟下游均导通地表；在整合区东北部（黄太沟）可采边界处接近地表；在整合区西部（黄太沟）导通基岩，进入第四系。
4-2煤导水裂隙带在整合区西部及西南部小昌汉沟导通地表。
4-3煤导水裂隙带在整合区西部也导通地表。
③根据预测，3-2、4-2、4-3、4-4煤导水裂隙带高度分别高于上覆相邻可采煤层的底板高度，而5-2上和5-2煤导水裂隙带高度分别高于上覆4-3、4-4可采煤层的底板高度。
由此可知，本煤矿开采导水裂隙带是相互贯通的，矿井充水除煤层顶板砂岩地下水之外，上覆煤层巷道系统水和其上覆砂岩中的少量地下水均可能进入下部煤层巷道系统，水位最大可降至5-2煤层底板。
由预测结果知，本区煤层开采对上覆第四系潜水、基岩风化裂隙潜水含水层影响大，特别是对黄太沟、小昌汉沟第四系潜水含水层及基岩风化裂隙潜水含水层，以及3-1煤露头附近和东沟基岩风化裂隙潜水含水层影响大。
虽然第四系在本区分布面积小、不连续，且含水层不具有供水意义，但是井下煤层开采，会使沟道地表水以及雨水顺着导水裂隙带流入井下，从而会对采煤安全造成影响。
另外，3-2煤开采后形成的导水裂隙带大部分勾通其上的3-1煤采空区，由于采空区可能存在一定的积水，积水可能会沿着导水裂隙带向下泄露，从而会对采煤安全造成影响。
因此要求在开采此处及附近的3-2煤之前矿方必须对采空区积水进行探防，待确认采煤安全不受影响时再进行开采。
同时，应对采空区进行积水探防。
二、地表沉陷
3-1、3-2煤为先采煤层，3-1煤开采后地表最大下沉值为1152mm，出现在整合区北部和东南部；3-2煤开采后地表最大下沉值为1110mm，出现在井田西部；一水平煤层开采后最大下沉值约为2000mm，出现在井田东部；整合区所有煤层开采后最大下沉值约为7500mm，出现在井田中北部。
根据整合区地质特征及已确定的参数，本煤矿地表沉陷影响范围一般在井田边界外侧19.77～38.06m范围内。
采煤地表下沉、变形总体上不会改变评价区地表形态类型；受影响的地段主要为沉陷盆地边缘；采煤对地表建筑物、构筑物有影响，采取留设保护煤柱等措施解决；地表沉陷、变形对评价区野生植被影响较小；对农作物的影响则主要表现在减产，沉陷区及时平整、治理、稳定后可使农作物产量得到恢复。
三、井筒涌水量
根据水文地质资料，矿井涌水量为864m3/d，即：
36m3/h。
四、瓦斯情况
不详。
第三章施工准备
第一节开工前准备
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。
五、所有临时设施尽量避开永久设施。
附：
图1施工平面布置图、生活区布置图。
临时设施一览表
序号
名称
结构
单位
数量
序号
名称
结构
单位
数量
1
井口调度室
活动房
㎡
20
11
锅炉房
砖混
㎡
45
2
机修房
活动房
㎡
40
12
厕所
砖混
㎡
60
3
钢筋制作房
砖混
㎡
30
13
砼搅拌站
简易
㎡
50
4
材料库
活动房
㎡
54
14
水泥库
砖混
㎡
54
5
办公室
活动房
㎡
120
15
砂、石料场
砼
㎡
300
6
宿舍
活动房
㎡
780
16
压风机房
活动房
㎡
90
7
食堂餐厅
活动房
㎡
120
17
绞车房
活动房
㎡
180
8
培训室
活动房
㎡
90
18
停车场
9
澡堂洗衣房
活动房
㎡
70
10
矿灯房
活动房
㎡
18
共计
㎡
2061
第二节劳动力准备
1、劳动组织：
根据工程要求组建强有力的施工项目部，项目部由9人组成，下设工程技术部、经营供应后勤部、安检调度室，配备各专业技术人员负责日常管理工作。
（附框架图）组织精干、施工力量强的成建制施工队进行施工。
施工实际需要配员86（人），考虑90%出勤率，总配员85/0.9=96（人）
施工组织机构图
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》GBJ213-90、《工程测量规范》GB50026-93、《土方与爆破工程施工及验收规范》GBJ201-83、《钢筋焊接及验收规范》JGJ18-84、《煤矿井巷工程质量检验评定标准》MT5009—94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，所需材料由物资供应部门及时统一组织货源，保证工程施工顺利进行。
第四章主斜井井筒施工技术方案
第一节施工方案
根据工程特点及业主要求，结合我公司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，全断面分上下一次光面爆破，井筒提升运输采用1台KX161无尾回转小型挖掘机装岩,配4.0M3箕斗运输，主提升机采用JT1600×1200-20型绞车提升，地面设临时矸仓配8.0T自卸汽车排矸；地面设集中搅拌站,JS-500搅拌机和HPD800B配料机一台，锚喷采用PZ－5型喷浆机喷射砼，现浇砼支护巷道采用HB8砼输送泵输料组织施工。
第二节施工方法
一、明槽段施工：
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、装载机一台、自卸汽车四台，全站仪一台，水准仪一台，混凝土搅拌机JS500二台，HPD800B配料机一台，HB8砼输送泵一台，碹胎（16#工字钢制作）20架，钢模板长×宽×厚＝1500×150×50㎜1000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45°。
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。
待井筒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300-400mm，碾压4-6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。
在砼中添加BR—3型防水剂，掺量为水泥用量的10%，抗渗标号S6，具体要求必须符合《地下防水规程》相关规定。
井筒砌碹外露部分碹拱表面必须涂刷沥青聚氨酯防水涂料。
二、基岩风化段施工方法
井口明槽施工结束后即转入井筒在基岩风化段的施工。
1、为防止风化段岩石破碎脱落、保证施工安全、明槽施工完进硐施工时，小型挖掘机向下毎掘进1米时，应在井筒砼以外范围须做25U型钢金属支架架棚，两家棚之间用木背板背严，作为临时支护；后进行永久浇注砼支护。
2、施工方式：
用KX161无尾回转小型挖掘机挖掘，配合铲型尖风镐、洋镐、铁锹；挖掘机、箕斗装矸运输；初次支护采用U型钢金属支架架棚、两家棚之间用木背板，作为临时支护，二次支护钢模碹胎立模浇筑砼成巷。
三、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φ42mm钻头，φ22中空六角钢纤打眼。
炸药采用二号岩石硝铵炸药，炸药规格φ35×200mm，重150g/卷（有水时使用水胶或乳化炸药）雷管选用1-5段毫秒延期电雷管（有水时使用导爆管），总延期不超过130ms，MFB-100型发爆器。
采用光面爆破，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。
主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
6
2.1
12.6
1-6
5
4.5
Ⅰ
串
联
扩槽眼
7
2.0
14
7-13
5
5.25
Ⅱ
辅助眼1
10
1.9
19
14-23
3
4.5
Ⅲ
辅助眼2
15
1.8
27
24-38
3
6.75
Ⅳ
周边眼
23
1.7
39.1
39-61
2
6.9
Ⅴ
底部眼
9
1.7
15.3
62-70
4
5.4
Ⅴ
小计
70
127
33.3
主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
%
88
循环炮眼长度
m
127
循环进尺
m
1.6
每米炸药耗量
Kg/m
20.81
循环爆破原岩量
m3
27
单位原岩雷管耗量
个/m3
2.6
循环炸药消耗量
kg
33.3
循环雷管消耗量
个
70
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。
主斜井采用KX161型履带式挖掘机装岩，JT1600×1200-20型绞车提升，4M3箕斗轨道运输至地面矸仓经自卸汽车排至指定地点；运料仍采用4M3箕斗配30kg/m轨道运输，锚喷采用PZ－5型喷浆机喷射砼，现浇砼支护巷道采用HB8砼输送泵输料等机械化作业线组织施工。
3.支护
支护工作地面设集中搅拌站,JS-500搅拌机,HPD800B配料机一台。
锚喷支护巷道:
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。
锚杆选用树脂锚杆，φ=20mm，长度2100mm，间排距700×700mm。
临时喷射混凝土厚度50mm。
喷砼选用PZ-5型喷射机，输料管采用φ50mm钢管。
喷射砼水泥选用P.O42.5级及以上普通硅酸盐水泥，中粗砂，5—10mm连续粒级碎石，速凝剂掺量为水泥用量的3%，水灰比0.43-0.45。
4、砼质量控制
1）原材料的质量控制
现浇砼的原材料：
水泥使用P.O42.5普通硅酸盐水泥，特殊地段采用特定水泥，受潮和过期结块的水泥严禁使用，使用坚硬干净的中砂或粗砂，细度模数宜大于2.5，含水率不宜大于7%，粗骨料使用坚硬耐久的卵石或碎石，其粒径为20~40mm，不得使用含有酸、碱或油的水。
喷射砼的原材料、水泥、黄砂、水同现浇砼，石子粒径小于15mm。
2）配合比的控制
现浇砼的配合比，根据当地材料实际情况，进行级配试验，其配合比应符合下列规定：
水泥用量不得少于380kg/m3，砂率宜为35%~40%，灰砂比宜为1:
1.5~1:
2.5，水灰比不得大于0.55。
喷射砼的配合比宜为1：
2:
2，水灰比应为0.4~0.45。
混合料的配比应准确，称量的允许误差：
水泥和速凝剂应为±2%，砂石应为±3%。
3）施工工艺的控制
（1）现浇砼混合料应采用机械搅拌，采用强制式搅拌机的搅拌时间不少于1min，砼入模温度不得低于15℃。
砼入模后采用插入式振捣器进行振捣，分层厚度300mm，振捣要适度以见砼表面出现浮浆即可。
砼达到拆模强度方可拆模，养护时间不低于7d。
砼表面质量应无裂缝、无蜂窝、孔洞。
规格尺寸和壁厚符合优良品要求。
（2）喷射砼混合料应随伴随用，不掺加速凝剂时存放时间不应超过2h，掺速凝剂时存放时间不应超过20min，在运输过程中应严防雨淋、滴水及大块石头等杂物混入，装入喷射机前应过筛。
喷射前应清洗岩面，喷射作业中应严格控制水灰比。
混凝土的表面应平整、湿润光泽、无干斑或滑移、流淌现象，发现混凝土的表面干燥松散、下坠、滑移或裂纹时，应及时清除补喷，终凝2h后应喷水养护。
喷射砼的工作风压一般需要满足喷头处的压力在0.1MPa左右，在喷射过程中，喷射机司机与喷手要密切配合，根据实际情况及时调整风压。
水压应保证喷头处0.15~0.2MPa，喷射前应埋设控制喷厚的标志，墙部、拱部复喷时要挂线，提高表面平整度。
喷射作业区的环境湿度、混合料及水的温度均不得低于5℃，喷后7天不得受冻。
（3）锚杆支护，应符合下列规定：
a、根据设计要求并结合现场情况，定出锚杆的孔位；
b、锚杆的孔深和孔径应与锚杆类型、长度、直径相匹配；
c、孔内的积水及岩粉应吹洗干净；
d、锚杆的杆体使用前应平直、除锈、除油；
e、锚杆尾端的托板应紧贴壁面，未接触部位必须楔紧，锚杆体露出岩面的长度不应大于喷厚。
f、锚杆必须做抗拔力试验，保证强度符合要求；
g、树脂锚固剂不得变质失效，锚固剂送入孔内后，用风动搅拌器将锚杆送入孔内与锚固剂固定，凝固后用扳手上紧托板。
第五章辅助生产系统
第一节提升运输系统
表土段施工期间，主提绞车没有安装到位前，使用JD-25型调度绞车配1t矿车下料和出碴。
主提升选用JT1600×1200-20型绞车提升4m³前卸式箕斗。
提升钢丝绳和绞车选型计算如下：
（一）钢丝绳选择计算
（1）牵引箕斗时，提升荷载
Q＝0.85×9.81Vjγg
＝0.85×9.81×4×1600
＝53366.4N
其中：
箕斗容积Vj=4m3
岩石松散容重γg=1600kg/m3
0.85为箕斗装满系数
（2）钢丝绳终端荷载
Q0＝Q＋QZ
＝53366.4+21974.4
＝75340.8N
QZ－箕斗自重2240×9.81=21974.4N
（3）钢丝绳单位长度重量PS（kg/m）
PS＝
选24NAT6×19S+FC1570型钢丝绳
PSB＝2.12Kg/m
其中：
每米钢丝绳标准重量PsB=2.12Kg/m
钢丝绳直径ds=24mm
钢丝破断力总合Qd=298000×1.214=361772N
（4）钢丝绳安全系数校核
m＝
＝8.9＞6.5（符合要求）
（二）提升绞车选择验算：
1、卷筒直径
D＝60ds＝60×24＝1440mm
钢丝绳直径ds=24mm
D＝900δ＝900×1.5=1350mm
钢丝绳最粗钢丝直径δ=1.5mm
2、选用JT1600×1200-20型绞车
DT=1600mm＞1440mm （符合要求）
3、校验滚筒宽度
B＝
＝
经校验，滚筒的宽度符合要求。
4、最大静张力验算：
FJ＝（Q+QZ）（sinβ+f1cosβ）+9.81PSΒL0（sinβ+f2cosβ）
＝75340.8×（sin16°+0.01cos16°）+9.81×2.12×200×（sin16°+0.2cos16°）
＝23418N＜40000N （符合要求）
5、电动机功率估算
P＝
＝100（KW）＜135KW,满足要求。
其中：
电动机功率备用系数KB取1.2
传动效率ηc取0.85
提升机最大速度VmB=3m/s
选用一台4m³前卸式箕斗作为提矸和下料容器。
井筒内铺设一趟900mm轨距30kg/m型道轨。
井口设阻车器，井筒内安设三套挡车栏。
每隔30米安设地滚轮一个。
井口及工作面各安设一套声光信号。
矸石装入箕斗提至井口经翻矸架落入矸仓后，用自卸汽车排至存矸场地。
第二节 压风系统
1、用风设备
打眼时用5台7655型凿岩机，每台耗风量为3.2m3／min。
2、压风设备选择：
Q＝αβγΣnkq
＝1.15×1.15×1.14×5×3.2×0.85
＝20.5（m3/h）
式中：
α—管网漏风系数，取1.15
β—机械磨损耗风量增加系数，取1.15
γ—高原修正系数，取1.14
n—同型号风动机具使用数量
k—同型号风动机具同时使用系数，取0.85
q—风动机具耗风量
选用ML160型空压机2台，总风量为2×28m3/h，一台工作，一台备用。
选用一趟108×4.5㎜无缝钢管作为供风管。
第三节通风系统
采用压入式通风，选用Ф800㎜×10m柔性抗静电阻燃胶质风筒，沿巷道帮部敷设向掘进工作面送风。
根据风机特性曲线，选择BDJ58-2N06.3/2×22kw
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