地下矿山井巷施工组织设计Word格式.docx

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支护

形式

断面

长度

掘进量

材料消耗

备注

净（m2）

掘（m2）

（m）

（m3）

砼（m3）

钢材（kg）

1

溜井

不支

7.07

139.33

984.89

2

中部卸矿口

C25砼

368.18

47.38

15348

310m/300m

3

顶部卸矿口

49.55

29.14

5990

4

下部装矿硐室

C20砼

218.49

63.82

10841

合计

1621.11

140.34

32179

第二章施工方案及技术措施

2.1施工方案

根据现场实际情况，1888L3溜井分成两段进行施工。

2.1.1溜井（300m~320m）段施工

溜井（300m~320m）段先采用普通法小断面掘进天井，然后从320m水平往下正向刷扩。

刷扩的废石通过中间导井溜到+296m水平，利用2m³

铲车装入15t东风卡车运出地表。

每掘进一循环进行一次管缝式锚杆临时支护，每两循环进行一次喷砼临时支护。

2.1.2溜井（300m~180m）段施工

井筒300m水平以下部分已经采用LM-150型反井钻机刷扩成1200mm导井，在+296m水平布置临时稳绞设施，然后采用人工正向刷扩溜井。

刷扩的废石通过中间导井溜到180m水平，利用2m³

为保障施工安全，施工过程中必须对井帮采取临时支护，执行两掘一喷。

稳绞设施布置，在+296m水平溜井措施联道安装一台JT5/300卷扬机，并配置两台JZ-5/400凿井绞车悬吊吊盘，井筒内设置双层吊盘，敷设一路10*1.5信号电缆，一路3*10+1*6动力电缆；

风水管路均采用井壁悬吊，挂设工作吊盘和施工管线。

2.1.3卸矿口及装矿硐室施工

320m顶部卸矿口需在井筒正向刷扩前将卸矿硐室按设计掘砌施工完成，并在顶部卸矿口处做好封口。

310m卸矿口与井筒同时施工，并进行临时支护。

溜井刷扩结束后施工300m卸矿口。

2.2施工顺序

总体施工顺序：

320m~300m段井筒反掘→320m顶部卸矿口掘砌→320m~300m段井筒正向刷扩→180m装矿硐室及矿仓刷扩→临时稳绞设施安装→300m~180m段井筒正向刷扩→装矿硐室、中部卸矿口永久支护。

2.3施工方法

2.3.1300m~320m段井筒施工方法

300m~320m段井筒采用普通法施工，先从下往上反掘导井，导井断面为1.6m×

1.8m，然后从上往下正向刷扩。

（1）导井施工

凿岩施工工艺：

爆破参数确定→安全确认→搭设作业平台→画轮廓线及眼位→钻孔施工→装药连线→放炮通风。

导井施工前，测量员根据现场的导线点，将天井位置进行精确定位，放样出天井的十字中心线，并用油漆将天井断面在工作面标定出来。

每4m，测量人员要对天井的垂直度进行一次检查，发现偏移，及时纠正。

天井施工两炮后，必须搭设工作平台，工作平台采用锚杆吊挂，锚杆必须安装在岩石稳定的位置，锚固深度为1000mm。

锚杆由Ø

32圆钢制作，平台采用等边角钢L50×

3与Ø

6圆钢加工。

平台分为双层，离工作面4m先吊挂第一层平台，然后利用第一层平台，在其上2m位置打第二层平台的锚杆眼。

装好锚杆后，吊挂第二层平台。

掘进人员在第二层平台上进行打眼作业。

井壁悬挂一趟人梯作为人员上下。

掘进采用YT-28钻机进行凿岩，φ42mm一字型钻头配B22mm，钻杆长度为2.5m，压缩空气作动力。

放炮前，拆除工作平台，同时通知各工作面人员撤至安全区域，做好警戒。

通风采用局部扇风机与高压风管联合通风的方式进行通风。

放炮后通风不得少于45分钟，同时洒水除尘。

由班组长安全确认后，才能进入工作面出渣。

表2-1导井爆破原始条件表

名称

单位

参数

备注

净断面

m2

2.88

岩石性质

f

8～10

凿岩设备

台

YT-28气腿式凿岩机

炸药类型

2#岩石乳化炸药

5

雷管种类

毫秒延期非电雷管

表2-2导井施工爆破参数表

炮眼名称

眼深

眼距

眼数

炮眼

装药量（kg）

起爆顺序

联线方式

角度

（mm）

个

每眼

垂直

空眼

2.3

90°

大并联

掏槽眼

2.2

300

11

1.6

8

Ⅰ

周边眼

530~600

12

26.4

0.8

9.6

88°

Ⅱ

合计

18

39.7

17.6

表2-3导井施工爆破效果表

数量

炮眼利用率

%

90.9

每掘进循环进尺

mm

2000

每循环炮眼总长度

m

每循环破岩实体积

m3

5.76

单位原岩炸药消耗量

kg/m3

3.05

6

每米巷道炸药消耗量

Kg/m

8.8

7

每m3原岩雷管消耗量

个/m3

3.12

9

每米巷道雷管消耗量

个/m

（2）卸矿口及溜井（320m~300m）刷扩

导井施工结束后，按照设计将卸矿硐室掘砌施工到位，然后进行卸矿口刷扩，溜井刷扩完成4米后，对卸矿口进行锁口，以确保刷扩施工安全。

溜井采用正向台阶法刷扩，废石通过导井溜入300m中段，用XYWJ-2型2立方柴油铲运机装碴，15t东风卡车运出地表。

工程施工采用光面爆破技术，掘进采用YT-28钻机进行凿岩，φ42mm一字型钻头配B22mm，L=1000～3000mm钎杆凿岩，周边眼间距控制在600mm内。

打眼前采用两张1.5m×

3m架台网片将导井封闭严实。

人员通过护栏式钢筋梯子上下，梯子沿井壁固定，梯子步距为0.25m，钢筋采用直径为Φ16mm的二级钢筋。

2.3.2180m装矿硐室及底部矿仓施工

目前180m装矿硐室已刷扩到位，剩余底部矿仓（设计5.47m）刷扩，底部矿仓设计断面为14.28m2，为不支护断面。

底部矿仓采取垫碴作为施工平台，进行反向刷扩。

2.3.3稳绞布置

根据1888L3溜井设计图，为减少措施工程量，拟在+296m水平溜井措施联道布置稳绞硐室，在该水平安装一台JT5/300卷扬机，并配置两台JZ-5/400凿井绞车悬吊吊盘。

井筒内设置双层吊盘，敷设一路10*1.5信号电缆，一路U3×

10+1×

6动力电缆，风水管路均采用井壁悬吊。

为保障施工安全，以防止小浮石掉入井内伤人，下掘3炮后，将井口清理浮石完毕后，沿井壁打眼，同时需施工封口盘，禁止人员靠近。

2.3.3.1天轮平台施工

根据所选用的提升机、稳车的规格型号和数量对井架高度的要求，+296m水平溜井措施联道岩石破碎，不宜刷扩绳道，天轮平台布置在溜井+300水平，但为保证过卷高度，封口盘设置在+293m水平。

过卷高度计算：

1.0m3坐钩式吊桶总高度：

2.005m

5t卡板勾头及卡绳段总高度：

2.532m

缓冲器高度：

0.2m

封口盘上口距离天轮平台主梁总高度：

300-293=7m

过卷高度：

7-2.005-2.532-0.2=2.263m＞2m，满足安全规程要求。

（煤矿安全规程要求：

竖井吊桶提升过卷高度≥2m）

2.3.3.2提升系统

（1）提升机选择

溜井刷扩施工，需要配置提升设备用来进行人员材料等上下。

根据施工现场及公司现有设备情况，提升设备选用1套JT5/300卷扬机，人员上下及小型材料下放采用1.0m3坐钩式矸石吊桶进行；

网片等较大材料下放时需要将吊桶摘掉（吊桶可放置在吊盘或封口盘上），加工吊篮进行下放。

提升机的主要技术参数见表2-4。

表2-4JT5/300卷扬机主要技术特征表

单位

具体参数

钢丝绳额定拉力

KN

50

钢丝绳最大速度

m/min

30

最大卷筒容绳量

钢丝绳直径

22

电动机功率

kw

外形尺寸

1860*2080*950

整机重量

Kg

3350

（2）提升机钢丝绳选择

提升设备

提升采用JT5/300型卷扬机，1.0m3吊桶，5t卡板钩头装置；

提升机只用来下放人员及材料，物料最多下放氧气、乙炔及凿岩钻机；

人员最多同时下放两人。

提升钢丝绳的选择计算（按最大负荷按提升1.0m3吊桶，最多乘坐2人，每人重量按80kg计算）；

提升钢丝绳的选择

①钢丝绳悬垂长度H0取120m；

②钩头、滑架、缓冲器重量

Qz=（110+120）*9.81=2256N

③终端荷重:

1.0m3矸石吊桶自重3480N，乘坐4人，每人按800N计算，

1.0m3吊桶提升时

Q人=3480+2*800=5080N

式中：

1.0m3座钩式吊桶重量G=348kg

④提升钢丝绳单位长度重量Ps

按最大荷载提1.0m3吊桶计算，Q=5080N，H=120m。

kg/m

бB—钢丝绳公称抗拉强度取бB=1770Mpa

ma—提人安全系数取ma=13

根据公司现有钢丝绳选用18×

7+FC-22-1770特型多层股不旋转钢丝绳，其标准每米重量PSB=1.89kg/m，钢丝破断力总和Qd=341278N。

⑤钢丝绳安全系数校核

＞13

符合安全规定。

2.3.3.4吊盘、管路悬吊钢丝绳、稳车天轮选择

（1）吊盘悬吊钢丝绳选择

吊盘采用双层盘，2根钢丝绳悬吊，根据实际使用情况。

吊盘最大自重：

Q1=35940N；

人员重按最多8人，Q2=6400N；

其它：

Q3=20000N；

钢丝绳悬垂长度按照120m计算。

①终端荷重Q0

Q0=（Q1+Q2+Q3）/2=62340/2＝31170N

②钢丝绳单位长度重量：

бB——钢丝绳极限抗拉强度，取бB=1770Mpa

Ma：

安全系数，取Ma=6

③根据计算及现有钢丝绳选:

6×

19+FC-22-1770钢丝绳，其每米重PSB=1.78kg/m，钢丝破断力总和363089N。

⑷钢丝绳安全系数校验

＞6符合规定

（2）稳车选择

根据钢丝绳最大荷重31170N，结合公司现有稳车状况，确定选用JZ-5/400型稳车2台。

JZ-5/400凿井稳车主要技术特征表

提升速度

3~6

400

24

2380*1970*1340

3000

（3）悬吊天轮选择

D≥20d=20×

22=440mm（d钢丝绳直径）

选用Φ0.65米单槽重型悬吊天轮。

注：

以上选型及计算依据《简明建井手册》。

2.3.3.5供风、供水、信号、通讯、照明

（1）供风

溜井使用压风设备主要为YT-28气腿式凿岩机，溜井施工压风使用300m现有压风系统，井筒内压风管路使用φ50白塑料管（抗压能力力大于1MPa），管路沿井壁吊挂。

（2）供水

溜井施工供水使用300m水平现有供水系统，井筒内供水管路使用φ25白塑料管（抗压能力力大于2.5MPa），供水管采用井壁固定方式，在吊盘上设自动减压装置确保供水安全。

（3）信号、监控

①井筒吊盘上至井口设置信号装置，服务提升系统，信号装置发出的光、声必须有明显的区别；

当在井下发出信号指令后，井口及提升机房均有声光指示系统，并具有信号显示记忆功能。

井口和吊盘配有摄像头，提升机房内通过电视监控系统可以对井口、吊盘进行监控。

②井口到提升机房设置独立的声光信号，且到提升机房的声光要有明显的区别，井口到提升机房的信号要能保留，严禁从井下向提升机房直接发送信号，严禁提

③井筒内敷设1路10*1.5型多芯电缆，信号电缆采取井壁固定方式。

（4）通讯

①井口到井底设置一趟通讯装置，以方便井口、吊盘、井底工作面之间的电话联系，通讯采用程控对讲电话进行。

②井口到提升机房设置直通电话。

③180m中段井筒底部附近安设程控电话，能够随时与300m井口上部联系。

（5）照明

吊盘上下层盘各设两盏防水节能灯供吊盘照明。

井口设两盏照明灯，用于井口照明。

井下照明电缆沿井壁吊挂，且电压不得超过36V；

照明电源通过在井口安设5KVA/380/36V型变压器实现。

2.3.3.6供电系统

充分利用300m水平现有供电系统进行，通过在300m水平井口设置配电盘供井口稳绞设备用电，井口用电不再叙述。

井下用电主要用来供喷浆机用电，通过在井筒内敷设1路动力电缆实现，动力电缆规格为3*10+1*6型，动力电缆采取井壁固定。

井筒刷扩施工主要用电负荷详见表2-5。

表2-5溜井刷扩施工主要用电负荷表

设备名称

型号

单台额定功率KW

设备容量KW

计算系数

计算负荷KW

总的

工作的

Kx

cosφ

tgφ

Pjs

Qjs

提升机

JT5/300

0.88

0.85

23.232

稳车

JZ-5/400

0.65

0.75

14.3

12.584

建筑卷扬

JM5

7.15

6.292

JM2

7.5

4.875

4.29

喷浆机

PZ-5B

5.5

0.7

3.85

3.388

井下照明

0.95

0.33

0.528

小计：

58.175

50.314

变压器容量选择

有功功率同时使用系数:

0.9

无功功率同时使用系数:

有功功率总计:

52.4

无功功率总计:

47.8

380V视在功率总计:

71

选择变压器容量:

89

2.3.4300m~180m段井筒正向刷扩

采用凿岩机普通钻爆法施工，人工清理碴石，锚喷临时支护。

所有作业均在下层吊盘进行，下层吊盘预留打眼位置，掘进一循环后即进行锚喷支护，循环作业施工到底。

主要施工工艺流程如下：

凿岩爆破→清底出碴→锚喷支护。

（1）凿岩施工方法

打眼前采用一张1.5m×

凿岩作业前检查井筒中心十字线，将井筒中心引向工作面，并标定出井筒的轮廓线，并检查上一炮爆破效果。

如果上一炮有超欠挖，根据实际情况适当调整炮眼位置、增减炮眼数量和调整部分炮眼角度，在欠挖处标定出补眼位置，处理欠挖。

光爆孔布置在轮廓线上。

凿岩作业严格按照标定的炮眼位置开孔，炮眼方向严格平行于设计井筒轴线，控制炮孔方向，确保炮孔平行，并保证炮孔角度和深度。

炮孔打好后，孔口插入胶管，以防止碎石进入。

钻眼完成后，测量验收炮眼深度和角度，按炮眼布置图进行检查并做好记录，有不符合要求的炮眼要重钻，经检查合格后才能装药爆破。

如果在施工过程中遇到特殊情况，如围岩极为破碎、发生冒落等，施工人员要立即通知甲方，经甲方同意，并按岩层条件变更设计或支护形式后，再按变更设计继续施工，以签证形式确认所发生工程量。

（2）装药

装药要等到全部炮眼施工完毕之后统一进行装药，爆破选用2#岩石乳化炸药，周边眼（光爆眼）采用Φ32mm×

200mm药卷。

周边眼采用反向空气柱间隔不耦合装药结构，用长4m的导爆索进行联接，导爆索从孔底至孔口连接孔口用炮泥密实充填以保证爆破效果，炮泥堵塞长度不得小于200mm。

周边眼外倾角要控制在2°

以内，尽量避免巷道超挖。

爆破网路连接采用毫秒延期非电雷管起爆法，导爆管爆破网路采用并联。

施工时，根据工程所揭露的岩性特征，对光爆参数和孔间距进行调整，控制好装药量密度。

如果局部区域节理裂隙发育，应适当增加导向空孔，岩石越破碎越要多打眼少装药，把爆破对围岩的影响降低到最低程度，保证巷道断面的成形质量。

炸药保管采用专人看护，双人双锁。

图2-2溜井刷扩标准炮眼布置图

表2-6爆破原始条件表

名　　　称

单　位

参　数

备　注

１

净断面Φ3

２

掘进断面Φ3

岩石硬度系数

8~10

2

YT-28

炸药品种

起爆器

电激发起爆器

表2-7爆破参数表

眼号

倾角

（度）

眼深（m）

雷管段号

单孔

小计

计

崩落眼

1-9

90

19.8

14.4

大

并

联

16

10-25

88

35.2

1.0

25

104.0

30.4

表2-8爆破效果表

项目

90.9

循环进尺

每循环爆破实体岩石

11.88

每循环炸药消耗量

kg

2.55

每米成巷炸药消耗量

15.2

单位原岩雷管消耗量

2.1

12.5

（3）出碴

爆破施工完成后，通风、洒水除尘，处理边帮浮石，将爆破的废石通过人工耙入已施工好的1.2m导井内，通过自重掉入180m水平，用兴业XYWJ-2型柴油铲运机装碴，15t东风卡车运出地表。

（4）临时支护

在井口附近布置一套喷浆机，将地面搅拌料运输至井口作业地点，通过溜灰管（DN50钢管）下料，溜灰管井壁固定，每刷扩一循环，进行一次管缝式锚杆支护，两掘一喷，喷砼厚度5cm，支护紧跟工作面。

锚杆采用采用砂浆锚杆支护或管缝锚杆支护，锚杆规格为Φ20mm螺纹钢，L=2.0m；

管缝锚杆规格为Φ43mm，长度为1.8m。

为了减少回弹量和粉尘量，提高施工效率，喷射混凝土采用PZ-5B型潮喷机。

喷射混凝土在措施竖井进行拌料，通过卡车运至300m水平，人工上料进行喷浆作业。

混合料的配比应计算准确，速凝剂的掺量要通过实验确定，材质应符合有关规定要求。

喷射作业前，用风镐处理局部欠挖，撬掉工作面浮石，清理干净墙脚的岩碴、堆积物等，处理受喷面的滴水和淋水，对受喷面进行冲洗，并埋设控制喷射混凝土厚度的标志。

当岩面有较大凹陷处，应予以喷射找平。

喷射时，作业人员应配戴密封防护眼镜。

喷头距工作面距离0.8～1.0m为宜，有效控制回弹率，并随时调整喷射角度，保持混凝土表面平整，呈湿润光泽，无干斑或滑移流淌现象。

发现混凝土表面干燥松散，下坠、滑移或出现裂纹时，及时清除补喷。

在喷射过程中，应随时检测喷层厚度，确保达到设计要求。

喷射后采用钻设检查孔的方式来检验喷射混凝土的厚度。

喷射混凝土后，在其终凝1～2h后进行洒水养护。

2.3.5永久支护

（1）浇灌方法

装矿硐室及底部矿仓浇筑，在在B88穿脉倒车硐室口布置一台JZM350滚筒式搅拌机，一台HBMD12/4-22s输送泵，搅拌机、输送泵沿巷道方向呈一字型布置。

装矿硐室采用自下而上先墙后拱分层浇筑混凝土，支撑