嵩山副井施工组织设计.docx
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嵩山副井施工组织设计
河南永华能源有限公司嵩山矿井
副井井筒及相关工程掘砌施工组织设计
中煤第五建设公司第三工程处
二00六年五月十八日
设计汇编：
程志彬杨思臣刘增东江军
设计制图：
程志彬庆文奎杨晓信江军
设计会审：
前言……………………………………………………………………………………3
1概况……………………………………………………………………………………4
1.1工程概况………………………………………………………………………………4
1.2地质与水文地质概况……………………………………………………………………4
2施工方案及工艺……………………………………………………………………………6
2.1锁口施工………………………………………………………………………………6
2.2井筒岩石段施工……………………………………………………………………6
2.3井筒相关硐室施工…………………………………………………………………8
2.4井筒岩石段综合防治水……………………………………………………………9
2.5井壁砼配制及质量保证措施……………………………………………………10
2.6施工辅助系统……………………………………………………………………10
2.7工广及凿井设施布置…………………………………………………………………17
2.8施工劳动组织………………………………………………………………………18
2.9施工工期……………………………………………………………………………20
3质量、环境、职业健康安全一体化管理及保证措施…………………………………23
3.1工程质量计划…………………………………………………………………………23
3.2环境目标控制…………………………………………………………………………32
3.3职业健康安全目标…………………………………………………………………34
3.4文明施工………………………………………………………………………………40
附件1：
主要施工图纸目录
附件2：
主要施工设备表
附件3：
主、副提绞车调试计算
附件4：
提升悬吊系统选型计算
前言
河南永华能源有限公司焦村煤矿技改工程嵩山新井，位于河南省偃师市城南约26km处，座落于偃师市府店乡。
经公开招投标，由中煤五公司第三工程处中标，承建其副井井筒及相关工程，为了有计划组织劳动力、资金、设备及材料，努力把该工程建设成为安全、优质、快速、高效的工程，特编制该工程的施工组织设计。
本施工组织设计编制依据：
1、嵩山煤矿主、副、风井井筒及相关硐室掘砌工程招标文件
2、嵩山煤矿主、副、风井井筒及相关硐室掘砌工程投标书
3、嵩山煤矿副井井筒及相关硐室掘砌工程施工合同
4、嵩山煤矿副井井筒及相关硐室掘砌工程施工图及相关资料
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》（2004年版）
17、《煤炭工业建设工程质量技术资料管理规定》
18、《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》
19、GB/T19001-2000idtISO9001：
2000标准。
河南永华能源有限公司嵩山煤矿副井井筒及相关硐室掘砌工程施工组织设计
1概况
1.1工程概况
河南永华能源有限公司焦村煤矿嵩山新井，位于河南省偃师市城南约26km处，座落于偃师市府店乡。
焦村煤矿建于1958年，1990年焦村煤矿接替井——夹沟矿井建成投产，设计生产能力为0.15Mt/a。
焦村煤矿技改工程嵩山新井，其工业场地位于老井工业场地北3.2km、偃一登公路即207国道东北侧，西北距偃师市26km，南距登封市约30km，交通非常方便。
新井设计生产能力0.60Mt/a，服务年限53.3a，主要系统能力满足0.90Mt/a要求。
采用立井、单水平上下山开拓。
水平标高-330m。
初期设主、副井和西一风井，副井采用普通法施工。
副井井筒主要技术特征见表1.1.1，副井井筒合同工程内容见表1.1.2。
井壁结构详见图1-1。
副井井筒的主要技术特征表表1.1.1
序号
项目名称
单位
副 井
备 注
1
井口
坐标
纬距（X）
m
3826330.000
经距（Y）
m
38396450.000
标高（Z）
m
+303.000
2
井筒方位角
°
178
3
井筒深度
m
658
4
水平标高
m
-330.000
5
井筒净直径
m
6.0
6
砌壁
厚度
m
0.55
材料
混凝土
标号
C35
7
井简装备
装备一吨双车单层罐笼，三趟排水管
8
井筒施工方法
普通法
副井井筒合同工程量一览表表1.1.2
序号
工程名称
单位
数 量
备 注
1
永久锁口
m
4+2
详见锁口施工图
2
井 身
m
627
3
井底水窝
m
25
含井壁底及壁座
4
管子道（开口）
m
6
上平台完
5
副井马头门（开口）
m
15
每侧各7.5m
1.2地质及水文地质概况
1.2.1井筒地质概况
副井井筒检查孔揭露的预计井筒穿越地层情况见表1.2.1
副井井检孔揭露地层情况简表 表1.2.1
孔
号
地质时代
底深
厚度
系统
组
（m）
（m）
岩性描述
第四系
8.20
8.20
粉土及粉质粘土，夹细砂1层。
副
井
检
查
孔
二
叠
系
上
统
平顶山
砂岩段
46.35
38.15
主要岩性为灰白色，中～粗粒石英砂岩，夹细粒砂岩，厚层；硅质胶结，质地坚硬。
上石盒
子组
230.77
184.42
岩性以泥岩、粉砂岩为主，夹中、细粒砂岩。
本组砂岩较发育，钙质胶结，穿见总厚度28.69m，间夹粉砂岩和砂质泥岩。
二
叠
系
下
统
下石盒
子组
541.87
311.1
岩性以泥岩、砂质泥岩、粉砂岩为主，夹中、细粒砂岩。
本组砂岩较发育，一般为钙质胶结，穿见总厚度46.25m，间夹粉砂岩和砂质泥岩。
本组共穿见破碎带2层，总厚约2.50m。
本组厚度目前未揭穿。
1.2.2水文地质概况
1.2.2.1新生界（Kz）
副井厚度8.20m，黄土。
1.2.2.2二叠系上统
I.石千峰组（P2shl）
底板深度46.35m，厚度38.15m，岩性主要为中粗粒石英砂岩。
II．上石盒子组（P2s）
底板深度230.77m，厚度184.42m，岩性主要为砂质泥岩、泥岩及粉砂岩，次为中细粒砂岩，其中砂岩厚度28.69m，局部裂隙发育。
简易水文观测有明显消耗的层位有：
81.63～84.83m、199.51～205.86m。
本井检孔抽水试验结果：
单位涌水量O.1627l/s.m，渗透系数O.600m/d，水位标高+278.361m，属于承压裂隙富水性中等含水层。
1.2.2.3二叠系下统
I下石盒子组（P1x）
底板深度541.87m，总厚度311.1Om，岩性为砂质泥岩及中细粒砂岩，夹粉砂岩及泥岩。
砂岩总厚46.25m，主要为细粒砂岩，赋存少量中粗粒砂岩。
简易水文观测有明显消耗的层位有：
280.85～287.45m。
1.2.2.4山西组（Pls）
尚未揭露。
1.2.2.5石炭系太原组（C3t）
尚未揭露。
各含水段的位置及预计井筒涌水量见表1.2.2。
副井含水层涌水量表 表1.2.2
副井井筒
上石盒子组（m3/h）
下石盒子组（m3/h）
合计（暂定m3/h）
含水层涌水量
47
61
108
1.2.3其它地质条件
本矿井为高瓦斯矿井，煤尘无爆炸危险性，煤层无自燃倾向性，井下无地温异常区。
注：
本地质及水文地质资料来源为井检孔中间资料，待最终资料提供后，再增加此项内容。
2施工方案及工艺
2.1锁口施工
副井井筒利用永久锁口施工，相对标高±0.000m相当于井口绝对标高+303m。
锁口上口标高±0.000m，下口标高-6.000m，净直径Φ6m，上部2m为砌砖临时锁口，下部4m为永久锁口。
采用挖掘机配合人工挖掘土，吊桶提升排土，同时采用绳捆模板施工下部4m素砼永久锁口，再在井壁砼上口砌筑三七墙临时锁口，并在墙外侧充填50mm厚1:
2的砂浆封水。
锁口砌筑前，根据开挖土层稳定情况，适当采取锚网喷和支撑点柱等防止片帮及锁口下沉的措施，模板必须打好支撑，以确保施工安全。
锁口在施工过程中要预留出管路临时洞口，保证施工用管路从封口盘下通过。
2.2井筒岩石段施工
2.2.1施工方案
锁口施工完毕安装封口盘，施工至锁口以下25m安装吊盘，再向下施工14m安装固定盘。
封口盘以下34m试挖段施工，采用手抱钻配2.0m钻杆、Φ42mm钻头打眼，1台长绳悬吊抓岩机配合两套单钩出矸，采用4.0m段高的大模板砌筑井壁。
井筒试挖段以下岩石段采用立井机械化快速施工工法进行施工。
应用该工法施工，井帮围岩暴露时间短，施工安全，不需要临时支护，简化了施工工序，辅助时间少，并能实现工种专业化，有利于提高工人的操作技术水平，实现正规循环，保证施工质量和进度。
井筒内设置三层凿井吊盘，层间距4.0m，下层吊盘安设1台HZ-6型中心回转抓岩机出矸，上层吊盘设排水水箱，中层吊盘安设卧泵排水。
压风管、供水管、排水管及风筒等沿井壁吊挂，以加大井内提升空间。
提升系统：
布置两套单钩提升。
主、副提分别布置一台ASEA-2.75/30.88和一台JK-2.5/18E型绞车；主提430m以上段挂4m3吊桶，其余施工段挂3m3吊桶；副提350m以上段挂3m3吊桶，其余施工段挂2m3吊桶。
排矸采用翻矸台座钩式翻矸，自卸汽车外运至指定地点。
嵩山副井井筒主要施工机械化装备见表2.2.1。
嵩山煤矿副井井筒主要施工机械化装备表表2.2.1
序号
设备名称
型号规格
单位
数量
备注
1
提
升
井架
永久井架
座
1
绞车
ASEA-2.75/30.88
台
1
630Kw
绞车
JK-2.5/18E
台
1
570Kw
吊桶
4/3/2m3
个
2/3/2
吊桶
DX-2
个
3
2
稳车
JZ2-16/800
台
5
吊盘4台、抓岩机1台
JZ2T10/700
台
1
长绳悬吊抓岩机专用
JZ2A-5/800
台
1
安全梯
JZ2-10/600
台
8
稳绳、模板各4台
JZ2-10/600
台
2
放炮电缆、动力电缆各1台
3
伞钻
FJD-6A配YGZ-70
部
1
4
抓岩机
HZ-6型
台
2
其中一台备用
5
装载机
ZL-50
台
1
6
汽车
10T
辆
2
自卸式
7
扇风机
FBD-NO.9.6/30×2
台
1
对旋式
8
卧泵
DC50-80/8
台
2
一台备用
9
搅拌机
JS1500
台
1
10
砼配料机
PLD1600
台
1
11
吊盘
Φ5.7m
副
1
三层吊盘，层间距4.0m
12
压风机
GA250型、SA120A型
台
2/1
13
模板
Φ6.0m
套
1
段高4.0m
2.2.2井筒岩石段掘进
井筒试挖段45m采用钻爆法掘进，设备及材料为：
YTP-26型手抱钻，25×2000mm六角中空合金钢钎配Φ42mm十字型合金钻头，T220高威力水胶炸药，抗杂毫秒延期电雷管，脚线长度3.0m。
采用光面、光底、弱震、弱冲中深孔爆破技术。
井筒试挖段以下岩石段采用钻爆法掘进，设备及材料为：
FJD-6A型伞钻配YGZ-70型凿岩机，25×5000mm六角中空合金钢钎配Φ55mm十字型合金钻头，T220高威力水胶炸药，抗杂毫秒延期电雷管，脚线长度6.5m。
采用光面、光底、弱震、弱冲深孔爆破技术。
掘进爆破图表见图2.2.1和表2.2.2.1~2.2.2.3。
副井爆破原始条件表2.2.2.1
序号
名称
单位
数量
备注
1
井筒净径
m
Φ6.0
2
井筒荒径
m
Φ7.1
3
井筒掘进断面
m2
39.6
4
岩石条件
f
4左右
5
雷管
五段抗杂散毫秒延期电雷管
6
炸药（Ø45）
m/卷、kg/卷
0.4、0.7
T220型高威力水胶炸药
副井爆破参数表表2.2.2.2
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
4700
4.2
90
1700
25.2
850
Ⅰ
并联
2
12
4500
3.5
90
3000
42.0
763
Ⅱ
并联
3
18
4500
3.0
90
4300
54.0
747
Ⅲ
并联
4
23
4500
2.8
90
5600
64.4
785
Ⅳ
并联
5
42
4500
1.4
88
6800
58.8
508
Ⅴ
并联
合计
101
244.4
副井预期爆破效果表2.2.2.3
序号
爆破指标
单位
数量
1
炮眼利用率
%
90.5
2
每循环爆破进尺
m
4.05
3
每循环爆破实体矸石量
m3
160.4
4
每循环炸药消耗量
kg
244.4
5
单位原岩炸药消耗量
kg/m3
1.524
6
每米井筒炸药消耗量
kg/m
60.3
7
每循环雷管消耗量
个
101
8
单位原岩雷管消耗量
个/m3
0.63
9
每米井筒雷管消耗量
个/m
24.94
注意事项：
施工过程中，应根据井筒实际揭露的地质条件，适时调整爆破参数，以达到最佳爆破效果。
2.2.3井筒砌壁
井筒砌壁选用MJY4.0/6.0型整体金属下行钢模板（带刃脚），砌壁段高为4.0m，与深孔光爆相结合，实现了一掘一砌正规循环作业。
模板由地面4台稳车悬吊，实行集中控制，该模板整体强度大，不易变形，接茬严密无错台。
单缝式液压脱模机构操作方便，砼由地面集中搅拌站配制，底卸式吊桶下料。
2.2.4掘砌作业制度
井筒岩石段施工实行一掘一砌正规循环作业方式，将施工循环分为钻眼爆破、出矸找平、立模砌壁、出矸清底四大工序，相应成立四个专业班组，实行“滚班”制作业。
正规循环时间详见副井井筒岩石段掘砌循环图表2.2.4。
2.3井筒相关硐室施工
相关硐室采用与井筒同时施工的方案。
待井筒施工至硐室顶板上方1.5m左右时，先砌好上部井壁，然后分别掘出下部井筒和硐室，自下而上同时浇筑井壁和硐室，经验收合格后，方可向下掘砌。
硐室采用钻爆法掘进，采用气腿式凿岩机凿岩、深孔光面爆破、0.6m3耙斗装岩机扒矸至井筒，由中心回转抓岩机装罐升井、转子-V型喷浆机喷浆等配套的平（斜）巷机械化作业线施工。
现浇砼支护工作采用砼输送泵送料入模，以保证施工质量，提高施工效率。
副井马头门施工在施工前另行编制施工专项措施。
副井井筒岩石段掘砌循环图表表2.2.4
班
别
工序名称
工时
时间（小时）
时
分
1
2
3
4
5
6
凿
岩
班
交接班
10
下伞钻及凿岩准备
30
凿岩
3
30
伞钻升井
10
装药联线放炮
1
10
出
矸
班
交接班
10
通风安检
30
接管路风筒
30
出矸找平
4
40
砌
壁
班
交接班
10
脱模立模
30
浇注砼
3
40
清
底
班
交接班
10
出矸
4
20
清底
50
说明：
一个循环21小时，循环率85%，炮眼深4.5~4.7m，循环进尺4.05m。
2.4井筒岩石段综合防治水
按照规范要求，当井筒单层涌水量超过10m3/h时，要采用工作面预注浆法通过，因此在井筒揭露岩石段上、下石盒子组两个主要含水层之前，均要采取工作面预注浆法通过。
施工方案：
本次工作面预注浆是以封堵砂岩孔隙、裂隙水为目的，采用人工砌筑砼止浆垫，预埋无缝钢管作注浆孔口管，用潜孔钻机在工作面施工注浆孔。
设两个注浆站，一个注浆站设在地面，通过地面注浆泵和井壁吊挂无缝钢管，将地面搅拌好的水泥浆液压入注浆孔含水层裂隙中，用来封堵裂隙水；另一个注浆站设在工作面，用来压注化学浆，封堵孔隙水。
工作面预注浆的注浆参数、止浆垫结构、施工工艺等将在工作面预注浆施工组织设计中另行编制。
其他防治水措施
（1）堵水：
对井筒井壁漏水采取壁后充填注浆法堵水。
该方法是利用风钻施工Ф42mm注浆孔，预埋Ф40mm无缝钢管作注浆管，注浆孔深以穿透外壁进入围岩1000-1500m为宜，注浆无缝钢管埋入围岩500mm左右，并在其顶端安装高压球阀，利用2TG-60/210型注浆泵进行注浆堵水、加固；根据井壁漏水情况及围岩的可注性，选择单液水泥浆、C-S双液浆或改性脲醛树脂化学浆等注浆材料。
（2）截水：
当井壁淋水较大时，利用铁皮截水槽截住井壁淋水，以防井壁淋水进入砼影响井壁质量。
（3）导水：
当含水层未探出水而井筒揭露后个别裂隙涌水或非含水层因为构造出现少量涌水时，采用壁后预埋集水箱集水，用高压软管将水导出，以防涌水沿壁后进入工作面。
当吊盘通过该位置时，在吊盘上用注浆泵将壁后涌水封堵。
（4）井筒落底后，若井筒涌水量大于6m3/h时，再进行一次全井筒井壁注浆，使成井总涌水量符合规范要求。
2.5井壁砼配制及质量保证措施
井壁砼采用P.O.32.5R普通硅酸盐水泥、含泥量小于1%的干净中粗河砂、粒径20—40mm的灰岩碎石和中性淡水等合格的原料配制井壁砼。
采用强制式砼搅拌机拌料。
每次纯搅拌时间不小于3min。
砼的配合比经有资质的质检站进行配比试验，根据质检站提供的配合比配制砼。
2.6施工辅助系统
2.6.1凿井设备布置
布置2套单钩提升，主提配4/3（430m以下）m3吊桶，副提配3/2（350m以下）m3吊桶。
采用伞钻凿岩，井筒内布置一台中心回转式抓岩机出矸；井筒内压风管、供水管、排水管及风筒均采用井壁固定。
井筒断面布置见图2.6.1.1，地面稳绞布置见图2.6.1.2、2.6.1.3。
2.6.2提升系统
2.6.2.1凿井井架
利用矿方永久井架凿井，井架参数能基本满足凿井施工的要求。
2.6.2.2提升绞车
主提布置1台ASEA-2.75/30.88型、副提布置1台JK-2.5/18E型绞车，分别挂4/3m3及3/2m3吊桶作两套单钩提升。
绞车技术参数见表2.6.1.1。
绞车主要技术参数表表2.6.1.1
型号
最大
静张力（kg）
最大静拉力差（kg）
提升速度（m/s）
最大
绳径
（mm）
实际
绳径
（mm）
钢丝绳最大破断力（kg）
电机功率（kW）
最大
缠绳量（m）
JK-2.5/18E
9000
9000
5.36（738转）
Φ31
Φ30
60850
570
890
ASEA-2.75/30.88
13500
13500
4.6（986转）
Φ38
Φ34
10918
630
800
2.6.2.3提升能力
井筒不同深度的提升能力详见表2.7.2.3。
井筒不同深度的提升能力表表2.7.2.3.2
提升
方式
提升机型号
提升机
数量（台）
吊桶容积（m3）
井筒深度（m）
100
200
300
400
500
600
700
提升能力（m3/h）
两套
单钩
ASEA-2.75/30.88
1
4/3
55
44.6
37.5
32.3
21.3
19.0
17.2
JK-2.5/18E
1
3/2
41.4
34.7
30
17.5
15.6
14
12.8
说明：
提升能力满足井筒不同时期的施工要求。
2.6.2.4提升系统选择计算
主提绞车
（1）计算提升高度：
H0=658+26+0.75×1.4=685m。
（2）设计选用18×7-34-1870型钢丝绳（左旋）作为提升绳，绳重4.51kg/m，总重3090kg。
钢丝破断拉力总和为92821kg。
提升绳购置长度：
取850m
（3）提升容器自重：
4m3吊桶：
QZ=1530+190+240+16.45=1976kg（9T钩头）
3m3吊桶：
Qz=1049+190+240+16.45=1495kg（9T钩头）
（4）提升载荷：
a、4m3吊桶：
Q=0.9×4×1600+0.9×（1-1/2）×4×1000=7560kg
b、3m3吊桶：
Q=0.9×3×1600+0.9×（1-1/2）×3×1000=5670kg
c、中心回转抓岩机（解体）：
Q=5587kg
d、伞钻自重7500kg
e、提升钢丝绳重：
4m3吊桶提升430m时绳长457m，重2061kg；伞钻和3m3
吊桶提升658m时绳长685m，重3090kg。
（5）提升钢丝绳最大终端载荷（按提升4m3吊桶430m深计算）：
Q=1976+7560+2061=11597kg
该终端载荷小于绞车钢丝绳最大静张力13500kg，满足使用。
（6）以最大终端载荷验算提升绳安全系数Ma：
Ma=92821/115
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