地下矿山井巷施工组织设计.docx
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地下矿山井巷施工组织设计
大红山铜矿西部矿段采矿工程-300m至400m采区300m和310m分段B100线以东空场法采区掘砌工程
1888L3溜井
施
工
方
案
编制人:
审核人:
审批人:
金诚信矿业管理股份有限公司
大红山项目部
2016年8月5日
施工组织设计/(专项)施工方案报审表
工程名称:
300m至400m采区300m和310m分段B100线以东空场法采区掘砌工程编号:
300B100-LJ-C30-01
致:
玉溪矿业有限公司大红山西部矿段项目经理部
我方已完成了300m至400m采区300m和310m分段B100线以东空场法采区掘砌工程1888L3溜井工程施工组织设计/(专项)施工方案的编制和批准,请予审查。
附:
□施工组织设计
□专项施工方案
■施工方案
承包单位(章)项目经理:
日期:
审查意见:
专业监理工程师:
日期:
审核意见:
项目监理机构(章):
总监理工程师:
日期:
审批意见(仅对超过一定规模的危险性较大的分部分项工程专项施工方案):
建设单位(章):
建设单位代表:
日期:
第一章工程概况
300m至400m采区300m和310m分段B100线以东空场法采区掘砌工程,目前已接近工程尾声,300m分段采准干线及联道掘砌、310m分段采准干线及联道掘砌、采区回风上山(B86线及B100线)掘砌及安装均已施工结束,主要剩余L3溜井掘砌(1888L3、1896L3)及安装、基建采场掘砌、400m充填联道等工程,基建采场及400m充填联道剩余工程在8月底9月初施工结束,制约该工程工期的关键在于L3溜井掘砌。
1888L3溜井(+320m~+180m)溜井长度为139.33m,井筒规格为Φ3000mm,断面为7.07m2,在溜井底部设有装矿硐室,在300m水平、310m水平设有中部卸矿口,在320m水平设有顶部卸矿口。
目前,1888L3溜井,300m~180m段井筒导井已施工结束,导井直径Φ1200mm。
300m~320m段井筒还未施工,拟采取普通法施工。
1888L3溜井在主要处在大红山群曼岗河组第三岩性段(Ptdm3)地层中。
该地层下部为深灰绿色石榴角闪片岩夹石榴角闪钠长片岩、石榴黑云角闪白云石大理岩;上部为深灰色石榴黑云片岩、石榴黑云白云石大理岩、钠长片岩(变钠质凝灰岩)呈互层或互为消长过渡,其间夹少量炭质板岩,产I号铜铁矿。
根据国产120反井钻机对溜井的导孔施工实际情况得知,溜井岩石整体结构基本完整,施工过程中未遇到断层破碎带。
岩石的普氏系数f=8~10,中等稳固。
1888L3溜井工程量见表1-1。
表1-11888L3溜井工程量
序号
项目名称
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
7.07
139.33
984.89
0
2
中部卸矿口
C25砼
368.18
47.38
15348
310m/300m
3
顶部卸矿口
C25砼
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铲车装入15t东风卡车运出地表。
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Ø32圆钢制作,平台采用等边角钢L50×3与Ø6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
序号
名称
单位
参数
备注
1
净断面
m2
2.88
2
岩石性质
f
8~10
3
凿岩设备
台
1
YT-28气腿式凿岩机
4
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
序号
炮眼名称
眼深
眼距
眼数
炮眼
装药量(kg)
炮眼
起爆顺序
联线方式
长度
角度
(m)
(mm)
个
(m)
每眼
合计
垂直
1
空眼
2.3
1
2.3
90°
大并联
2
掏槽眼
2.2
300
5
11
1.6
8
90°
Ⅰ
3
周边眼
2.2
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
序号
名称
单位
数量
1
炮眼利用率
%
90.9
2
每掘进循环进尺
mm
2000
3
每循环炮眼总长度
m
39.7
4
每循环破岩实体积
m3
5.76
5
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
毫秒延期非电雷管
个
18
8
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
9
(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。
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。
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
序号
项目名称
单位
具体参数
备注
1
钢丝绳额定拉力
KN
50
2
钢丝绳最大速度
m/min
30
3
最大卷筒容绳量
m
300
4
钢丝绳直径
mm
22
5
电动机功率
kw
30
6
外形尺寸
mm
1860*2080*950
7
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
式中:
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:
式中:
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
序号
项目名称
单位
具体参数
备注
1
钢丝绳额定拉力
KN
50
2
提升速度
m/min
3~6
3
最大卷筒容绳量
m
400
4
钢丝绳直径
mm
24
5
电动机功率
kw
11
6
外形尺寸
mm
2380*1970*1340
7
整机重量
Kg
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
序号
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
1
提升机
JT5/300
30
30
30
0.88
0.85
0.88
26.4
23.232
2
稳车
JZ-5/400
11
22
22
0.65
0.75
0.88
14.3
12.584
3
建筑卷扬
JM5
11
11
11
0.65
0.75
0.88
7.15
6.292
4
建筑卷扬
JM2
7.5
7.5
7.5
0.65
0.75
0.88
4.875
4.29
5
喷浆机
PZ-5B
5.5
5.5
5.5
0.7
0.85
0.88
3.85
3.388
6
井下照明
2
0.8
0.95
0.33
1.6
0.528
小计:
58.175
50.314
变压器容量选择
1
有功功率同时使用系数:
0.9
2
无功功率同时使用系数:
0.95
3
有功功率总计:
52.4
4
无功功率总计:
47.8
5
380V视在功率总计:
71
6
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
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。
打眼前采用一张1.5m×3m架台网片将导井封闭严实。
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
序号
名 称
单 位
参 数
备 注
1
净断面Φ3
m2
7.07
2
掘进断面Φ3
m2
7.07
3
岩石硬度系数
f
8~10
4
凿岩设备
台
2
YT-28
5
炸药品种
2#岩石乳化炸药
6
雷管种类
毫秒延期非电雷管
7
起爆器
电激发起爆器
表2-7爆破参数表
炮眼名称
眼数
眼号
倾角
(度)
眼深(m)
装药量(kg)
雷管段号
联线方式
单孔
小计
单孔
计
崩落眼
9
1-9
90
2.2
19.8
1.6
14.4
Ⅰ
大
并
联
周边眼
16
10-25
88
2.2
35.2
1.0
16
Ⅱ
合计
25
104.0
30.4
表2-8爆破效果表
序号
项目
单位
参数
1
炮眼利用率
%
90.9
2
循环进尺
m
2
3
每循环爆破实体岩石
m3
11.88
4
每循环炸药消耗量
kg
30.4
5
单位原岩炸药消耗量
kg/m3
2.55
6
每米成巷炸药消耗量
kg/m
15.2
7
单位原岩雷管消耗量
个/m3
2.1
8
每米巷道雷管消耗量
个/m
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
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