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    煤矿回风立井井筒基岩段施工作业规程.docx

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    煤矿回风立井井筒基岩段施工作业规程.docx

    标识:编号:YL-XXXX-IO发放号:XX能源XX煤化工有限公司XX第三煤矿回风立井井筒基岩段(T35-450m)施工作业规程工作面名称:回风立井井筒基岩段施工单位:矿建二H一队编制人:XXX施工负责人:XXX批准人:XXX编制日期:XXXX年XX月XX日执行日期:XXXX年月日施工作业规程(措施)审批意见施工规程(措施)名称:回风立井井筒基岩段(-335-45Om)施工作业规程项目经理:日期:安监站长:日期:机电经理:日期:生产经理:日期:技术经理:日期:综合队长:日期:编制人:日期:审批意见:第一章工程概况-1-第一节工程概况-1-第二节编写依据-1-第二章地质水文概况-2-第一节地层-2-第二节水文地质情况-4-第三节区域构造概述-4-第四节含煤地层、瓦斯与地温-4-第三章基岩段井壁特征及支护说明-5-第一节基岩段井壁特征-5-第二节支护说明-5-第四章施工工艺-8-第一节施工方法-8-第二节掘进工艺-8-第三节装运岩石方法-11-第四节支护方式-11-第五章生产系统-14-第一节通风系统-14-第二节主要施工设备选型-17-第三节凿井辅助系统-18-第六章劳动组织及施工排对-22-第一节劳动组织-22-第二节井筒循环作业-23-第三节施工进度及工期保证措施-24-第七章质保证措施-27-第一节工程质量目标-27-第二节质量保证体系-27-第三节质量标准及技术要求-28-第四节质量控制关键点-29-第五节质量保证措施-31-第六节质量检测监测手段-32-第八章施工安全保证措施-32-第一节安全管理机构-32-第二节入井管理制度-33-第三节通风三防-33-第四节防片帮措施-37-第五节防坠措施-37-第六节火工品管理措施-41-第七节井筒防治水措施-44-第八节提升安全措施-45-第九节机电管理措施-46-第十节装岩安全措施-47-第十一节使用伞钻安全措施-48-第十二节使用抓岩机安全措施-49-第十三节粉尘防治-50-第九章避灾路线-50-第十章文明施工及环境保护-53-第一节文明施工-53-第二节环境保护-53-第三节其它-54-第一章工程概况第一节工程概况XX第三煤矿位于XX省XX县与XX县境内,东北距XX县22km,行政隶属于XX县与XX县管辖,由XX能源XX煤化工有限公司建设,XXXX设计工程有限责任公司设计,矿井设计生产能力2.4Mta,矿井总服务年限约为42.la。矿井采用主、副、风三个立井开拓,XX49处负责施工的回风立井井筒,井口设计标高+110.800m,设计深度710m,净直径7.0m,井筒为混合法施工,井深70m以上采用冻结法施工,70In以下采用普通法施工。现井筒已施工至-335%-329m以上为内、外双层井壁,-329In-335m段为壁座。根据设计变更,井深-335m-450m采用单层井壁,双层钢筋混凝土结构,井筒壁厚700mm,掘进半径为4.2m,井筒净半径为3.5m。第二节编写依据1、XX能源XX煤化工有限公司XX第三煤矿回风立井井筒掘砌工程施工组织设计2、XX能源XX煤化工有限公司XX第三煤矿回风立井井壁结构平、剖、断面图(S1701-118-1)3、XX能源XX煤化工有限公司XX第三煤矿井筒检查孔水文综合柱状图4、XX三矿建设项目井筒检查孔完井报告书5、煤矿安全规程(2011年版)6、煤矿井卷工程施工规范(GB50511-2010)7、煤矿井巷工程质量验收规范(GB50213-2010)8、简明建井工程手册(2003年版)9、钢筋混凝土工程施工质量验收规范(GB50204-2002)10、混凝土质量控制标准(GB50164-92)Ih煤炭工业建设工程质量技术资料管理规定12、煤矿建设安全规范和立井(基岩)项目施工组织标准化模式13、其它与本工程有关的国家及部颁现行的各种技术规范、规程、规定。第二章地质水文概况第一节地层井检孔揭露煤系地层的基底为海西期花岗岩,含煤地层为第三系的达连河组,其上被第四系覆盖。一、第四系(Q)由冲洪积粘土、流砂、砾石等组成,厚22.36m。二、达连河组.(E2d)以河流、泥沼、湖泊相为主的陆相含煤、油页岩、碎屑岩沉积建造,揭露厚度732.64米。含煤为三个层组,分上、中、下三层,依据岩性及沉积特征将本组地层自下而上划分为三段:含煤段、砂砾岩段、油页岩段、砂泥岩段。1、含煤段(E2dl):下部由洪积、冲积的花岗质长石砂岩与泥岩、油页岩组成,厚度46米,上部由泥炭沼泽相的煤层群和炭质泥岩与湖相油页岩及砂岩等组成,含煤3个层组,5层煤,可采3层,厚度6.10米。2、砂砾岩段(E2d2):本段地层岩性以灰白色含砾粗砂岩、砾岩为主,夹粉细砂岩薄层,厚度65.90米。3、油页岩段(E2d3):主要由巨厚的油页岩和薄层粉细砂岩组成,厚度为124.80米。4、砂泥岩段(E2d4):下部为河流相粗砂岩、含砾砂岩和粉细砂岩互层,上部为粉细砂岩互层,夹薄煤,钻孔主要以粗砂岩、含砾粗砂岩、砾岩为主。本段地层厚度495.34米。附:回风立井井筒-335m-450m段预想柱状图图2-1-1<04、r.x<*s a.、; 一*>ee. >4tr.Mi.IN3S*M ?«BNfR 1,, »9R »W探 hZI日。,It(JF概”不友争芋鼻无,、长元S/. 今Q夏,/%,»»»: ««t *t.*!f<.fttottiX|M»». >CJ.XMH. 1.鼻Hd*R4.-i4M7M I »WMtM >C,?8 480。 x",xrr*ff4 H,,附©7.4“物: A,7 9 WM» ©W3 4i*fr. .<¼< f t<.v4b<»*» rt.*tM*r ,ot. <f.iwf.*!ewt.r i.trn*<!.t<>t. A VC Mtfi.BtttX.K*f; >64Jl. ,S,"4KLM!d皇望M<MM 0«»*g ft.<t. <L<5tfi<><<l<, Ad壮*r. >e*,<*<*. i4.tf*>va*.Mr.Mr.h*»; >'r*<. e壬、j4sii"i"*tnM 1 M,R l»M«M >MH*6.<5fcf<XltEl!lJ»*HAtf*.*ClR*klKBet*6e.4VKff-,苔fM3香32UFMtftt.回风立井井筒-335In-45Om段预想柱状图图2-1-1第二节水文地质情况根据XX三矿井筒检查孔水文综合成果图及水文地质资料显示,预计井筒-347m-450m要过含水层的涌水量如下:347355m:8.34f7h;355450m:6.311)7ho同时根据工业广场主、副、风三条井筒施工过程中看,预计-347m-45Om段涌水量在25m7h左右。施工中严格执行探放水规定,坚持“有掘必得、先探后掘”的防治水施工原则进行施工。第三节区域构造概述XX煤田位于XX-伊通地堑中的二级构造单元XX断陷的北部,北接迎兰隆起边缘斜坡带。受XX伊通地堑及内部断裂的控制,形成了两侧坳陷中央隆起的两坳一隆式的构造格局,即北部坳陷区、中央隆起区和南部坳陷区。受次级构造影响,北部坳陷可进一步划分为祥顺区、漂河北区、大古洞河区次级坳陷;中央隆起可分为张武区、漂河区次级隆起;南部坳陷分为XX矿区、沙河子区、兴旺区次级坳陷。井田位于XX矿区内,总体呈现大型单斜构造,倾向南,倾角17°左右。根据建设单位提供的资料,井田内断层较多,施工中应做好钻探工作,防止揭露断层出现较大涌水或其他情况。第四节含煤地层、瓦斯与地温依据建设单位提供的XX能源XX煤化工有限公司XX第三煤矿可行性研究报告,本次施工的-335m-45Onl段未发现煤层,本区煤层瓦斯采样测试,对自然瓦斯含量、分布规律及瓦斯成份分带情况有了一定的了解,本区自然瓦斯含量最高为6.38mlg,最小为0.10lg,平均为2.37mlg0本区煤层瓦斯有由浅至深,由东至西升高的趋势。位于本矿井浅部的XX二矿相对瓦斯涌出量大于IOm3t,属高瓦斯、低二氧化碳矿井。由于煤层瓦斯含量较高,根据瓦斯涌出量预测本矿井为高瓦斯矿井。通过地温测量,测得最深孔1288.42%温度33.8。平均地温梯度为2.23°CIOonb在近花岗岩处平均地温梯度达到4oC100mo全区地温梯度每百米都小于3,为地温正常区,无地热危害。第三章基岩段井壁特征及支护说明第一节基岩段井壁特征回风立井井筒基岩段-335m-45OIn段净直径7.Om,采用普通法施工,双层钢筋混凝土结构,井筒壁厚70Omm单层井壁,掘进半径为4.2m,井筒净半径为3.5m。第二节支护说明一、钢筋支护回风立井井筒基岩段-335m-450m钢筋均采用20mm三级螺纹钢(牌号HRB400E),环筋采用绑扎搭接,搭接长度为35d(20mm钢筋搭接为700mm,d为钢筋直径),竖筋采用直螺纹连接(套筒规格为20X5Onim),构造筋为8mm圆钢加工而成,构造筋纵向间距为400mm,横向间距为50Ommo钢筋保护层厚度:外缘为70mm,内缘为50mmo回风立井井筒-335m-450m段井筒每米钢筋消耗量表3-2-1序号钢筋类别钢筋间排距接式搭方接度搭长钢筋加工长度钢筋筋根数每米井筒钢筋消耗重量1环筋200mm绑扎700mm6m+2.5m外层;5根/层内层:4根6m+1根2.5In/层0.698t2竖筋250mm直螺纹套筒连接2.95m外层:103根内层:89根0.475t3构筋筋纵向:400mm,横向:500mm0.66m(包括两头50mm弯钩)112根/m29.2kg附:图3-2T-347m-450In段井壁结构剖面、配筋图;图3-2-2-347m-450m段井壁配筋断面图;nsnon6tOO哂)2(附。202502O2OO7X)(I4-50000图3-2-2-347m-450m段井壁配筋断面图二、硅支护回风立井井筒净半径为3500mm,基岩段-335m-45OITI段井筒壁厚为700mm,强度等级为C50,塌落度为130mm。C50混凝土配合比表3-2-2材料名称水泥砂子石子水外加剂品种规格虎鼎P.042.5中砂1-3饮用水BR-5用量(kgm3)490594120616729.4外加剂品种、掺量山西建华BR-5型增强防水剂,掺量为水泥用量的6%。回风立井井筒-335m-45Oln段井筒每米杜消耗量表3-2-3部位段高碎强度等级壁厚净半径每米跄消耗量m3碎消耗总量m3-335-450m115mC50700mm3500mm16.931947第四章施工工艺第一节施工方法根据矿方提供的地质水文资料、井筒净径、深度、支护结构等并结合我单位多年建井施工经验及技术装备,采用综合机械化配套方案,短段掘砌混合作业方式。-335m-45Onl基岩段采用SJZ-6.9型伞钻打眼,4.0In中深孔光面光底爆破,中心回转抓岩机装岩,两套单钩吊桶提升,座钩式自动翻阡,自卸式汽车排年。3.0m高度液压伸缩整体下移式金属模板砌壁,一掘一砌,如遇软弱岩层可缩小段高至2.0m。混凝土采用底卸式吊桶输送。第二节掘进工艺一、钻眼机具和爆破器材基岩段井筒采用钻爆法施工,XFJD-6.9伞钻打眼,光面爆破,炮眼深度4.0m,B25mm中空六角钢成品钎杆配合42mm一字形钻头,软岩凿岩施工采用中32mm螺旋钻杆、羊角钻头配备52mm扩孔器。选用安全等级不低于二级的煤矿许用乳化炸药,提高炮孔利用率,爆破岩石块适中等效果,以保证井筒成形取得光爆效果,药卷规格为35X300mm。雷管选用6m长脚线毫秒延期电雷管。根据岩性设计爆破参数,段号为1、3、5、7o专用高频起爆器井上放炮。选用液压伸缩整体下移式金属模板砌壁。二、爆破参数井筒基岩段所穿过岩性以泥岩、砂岩为主,因此按中硬岩f=4-6考虑,根据掘进断面(荒径8400mm),编制爆破图表,施工中岩石硬度发生变化时,现场根据实际情况进行调整,以达到最优爆破效果。(一)炮眼深度根据伞钻的技术特征,模板高度定为3.0m,确定炮眼深度4.0m,施工中实际进尺可达到3.2mo(二)炮眼布置采用直眼掏槽法,根据以往施工经验及计算炮眼布置如下掏槽眼:6个,辅助眼:55个,周边眼:42个,共计103个。见:基岩段炮眼布置图图4-2-1;表 4-2-2;图4-2T基岩段炮眼布置图基岩段施工爆破参数表表4-2-1;预期爆破效果表基岩段施工爆破参数表表4-2-1序号眼别眼数(个)眼深(M)角度C)装药量起爆顺序装药结构备注卷/眼Kg/眼1掏槽眼64.29064.8I反向连续2辅助眼134.09054.0II反向连续3辅助眼174.09054.0III反向连续4辅助眼244.09054.0IV反向连续5周边眼434.09242.4V反向连续合计103413.2352预期爆破效果表表4-2-2序号名称单位数量序号名称单位数量1炮眼利用率%806每米井筒炸药耗量Kg/m1102每循环进尺m3.27每原岩炸药耗量Kgm31.983每循环爆破原岩3m177.348每一原岩雷管耗量个/m?0.584每循环炸药消耗量Kg3529每米井筒雷管耗量个/m32.195每循环雷管消耗量个10310每才原岩炮眼消耗量mm32.33(三)装药结构及起爆顺序装药结构:采用反向连续装药结构,有瓦斯的时候采用正向装药结构。起爆顺序:从掏槽眼到辅助眼依次起爆,周边眼最后起爆,雷管从内向外逐次为1、3、5、7段起爆。(四)连线方式为降低爆破网路电阻,放炮母线采用四芯电缆并成两芯用,井下雷管连线方式采用大并联,专用高频起爆器井上放炮。第三节装运岩石方法一、装岩按照预想爆破效果,每炮爆破后井筒松散砰石量约为300-32(3,采用1台HZ-6型中心回转抓岩机,中心回转装岩机装岩能力为50-60h,满足快速施工要求。抓岩机抓岩的顺序为:抓出水窝-抓出罐窝-抓取边缘岩土-抓井筒中间岩石。二、提运方式井下将汗石装入5.0In:4.0m3.On?吊桶后,通过主、副提升绞车将吊桶提至井上,座钩式自动翻阡到地面,利用ZL50型装载机装入翻砰车内,排至建设单位要求排运到的指定位置。笫四节支护方式一、支护形式基岩段-335m-45Om段采用双层钢筋混凝土永久支护,钢筋采用20mm螺纹钢,碎强度等级为C50,井壁厚度为700mm。若遇破碎带或断层等岩性较差地层,可增设锚网喷联合支护,锚网喷支护另行编制措施。二、钢筋加工及绑扎(一)钢筋加工钢筋在地面井口附近的钢筋加工棚内进行加工,钢筋切断使用钢筋切断机进行操作,切断时要将同规格钢筋根据不同长度长短搭配,统筹排料,先断长料,后断短料,减少短头,减少损耗,切断长度允许误差为±10mm;环筋采用钢筋弯曲机加工,环径加工半径为:内环3550mm、外环4100mm,环筋弯曲后钢筋平面上没有翘曲不平现象,弯曲点不得有裂纹;竖筋丝头的加工采用钢筋套管挤压机将待连接钢筋的端头加工成螺纹,螺纹加工长度为2527mm.钢筋成品及半成品要分类堆放,同一类钢筋要放在一起,并有明显标识,标识上注明使用部位、钢筋直径、根数以及尺寸。(二)钢筋绑扎先将模板刃脚落至找平的砰石面上并校平找正,将上部预留的钢筋接头清理干净,外层竖筋与上模预留外层竖筋接头用直螺纹连接套筒连接,用管钳将钢筋连接牢固可靠,在竖筋底部先固定一圈环筋,并调整好竖筋间距(竖筋间距为25Ormn),并保证竖筋铅垂,然后在向上绑扎上部环筋,环筋间距为200n三,环筋绑扎要水平;内层竖筋底部插入刃脚上预留的钢筋孔内,上部与内层竖筋接头用直螺纹连接套筒连接,用管钳将钢筋连接牢固可靠,然后从下向上绑扎内层环筋,环筋间距为20Onin1,环筋绑扎要水平。内外层钢筋绑扎完成后开始挂放构造筋,并绑扎牢固,构造筋纵向间距为400mm,横向间距为500mm,最后用砂子将下部预留钢筋头盖严。三、模板脱落与校正液压伸缩整体下移式金属模板仅有一条伸缩缝,脱模是靠安装在伸缩缝两侧的四个液压油缸同时向内收缩,带动模板进行收模工作,从而达到脱模的目的,脱模下移到预定位置时,靠液压油缸同时外伸,使模板撑大至设计尺寸,操平找正并固定牢固后,便可进行浇筑於作业,为了确保井壁接茬质量,模板下部设计45。斜面刃脚,模板上部设浇注口。脱模:从井上将风动液压泵下到井底,接上风带,并给油缸对上高压油管,接头要绝对干净,开动风动液压泵,启开高压阀门,使油缸工作带动活塞内收,使模板脱开井壁。校正:模板脱离井壁后,由信号工与井上稳车房联系,下放模板到预定位置开始校正,将高压阀门打开到减压位置,使模板恢复到设计尺寸,锁死,将模板找正稳固牢靠,刃脚没有落到砰石上的地方,用秆石填实,并撒上一层砂以防跑浆,打开模板上的脚手架杆,将脚手架杆支好,模板即校正完成。四、浇注舲施工(一)混凝土搅拌与运输地面采用两台JS-750型混凝土搅拌机,配备一台PLDI200配料机,水泥、石子和砂子的用量通过配料机进入搅拌机,然后人工加入配比的防水剂。防水剂通过固定容器添加。石子、砂子、水泥、防水剂进入搅拌机后,先将原材料搅拌均匀,再加入水,水由水泵计量器控制每次用水量。每次搅拌前,对搅拌机的给料参数进行校对,每次搅拌时间不能低于3min。将搅拌好的混凝土通过底卸式吊桶输送到井下吊盘,再通过吊盘上的分灰器、溜灰软管直接浇注到模板内。(二)於浇筑工艺整体模板操平找正后,建从模板六个方向对称均匀浇注,振捣时遵守“垂直快插慢提、间距深度适宜、分层均匀振捣“,保证井壁强度,消灭蜂窝、麻面、狗洞等。(三)脱模时间及硅的养护胫浇筑完到脱模时间不得小于18小时,舲养护时间不低于14天,同时对舲进行洒水养护。(四)混凝土施工注意事项1、严格按照高强灶施工工艺进行施工。2、在浇注杜前,必须把接茬处清理干净,模板刃脚处用砰石铺平塞严,最后撒上一层砂以防跑浆。3、浇注碎时要垂直入模,下料要均匀,对称连续分层浇注,振捣工作要定人、分区分层振捣,分层厚度不超过30Onmb且均匀布置振点,间距一般为300400mm。随浇注随振捣,确保硅饱满密实。4、浇筑过程中,工作人员从模板观察门进行浇筑效果检查和处理,用振捣器将混凝土捣实,消灭狗洞、蜂窝、麻面。5、拆除脚手架杆,对模板组件进行必要的清理和保护。6、井筒穿过软岩或稳定性较差的岩层时,采用短段掘砌(将整体模板去掉一段,段高缩为2.0m)及挂网、锚喷临时支护等措施。第五章生产系统第一节通风系统选用2台FBDNO7.l2X45kw对旋式风机,1台运转、1台备用,风机可实现自动切换,两台风机使用三岔风筒与主风筒连接,与两台风机连接的岔口风筒均为中100omm的胶质阻燃风筒。风机安装在距井口25m位置的风道内。在井筒内布置一趟中IOoOinm强力胶质阻燃风筒,井壁固定,向井下压入式通风,风筒用两根15.5mm不旋转钢丝绳固定,风筒每隔30m在井壁打一锚栓固定,每一节风筒用卡子分别卡在两条钢丝绳上,需接风筒时,在吊盘上进行延长。通风机选型计算:风量计算按工作面最多作业人数计算Qo=4N=4×25=100m7min=l.67m3sN:工作面最多作业人数,取N=25按工作面爆破所需炸药量进行风量计算Q2=7.8/t(KAS2L2)1/3=7.8/30×(0.3×352X38.4652X2002)1/3=479m3min(7.98mis)式中:S:井简净断面取S=38.465i112A:工作面一次爆破炸药量取A=352KgK:淋水系数取K=O.31.:炮眼吹出高度200m,t:吹炮烟时间30mino按井筒规定最低风速校验Q=0.15S=0.15X38.465=5.77m7s=346m7min<479m7min所以按Q=479m7min选取风机型号。(1)局部通风机选择:局部通风机的工作风量Qft=pQ=l.3X7.98=10.38(m7s)=622.44(m7min)P风量损耗系数。局部通风机全压h=(R1+R2+R3)Q或Q其中:Rl为摩擦风阻R1=6,5Ld5=6.5×0.0025×470/(1.0)5=7.638Pas/m1.为接头风阻R2=n1Y2gS2=47×0.3XI.2/2×9.81×0.7852=1.399Pas2m6R3为弯头风阻R3=n2Y2gS2=l×0.3×1.2/2×9.81X0.7852=0.03Pas7m6Q一摩擦阻力系数,取0.0032Pas2m21.一送风长度,约47Omd风筒直径,LOmm一接头个数,47个m一转弯数,1个与一风筒局部阻力系数,0.3Y-空气相对密度,L2Kgnfg一重力加速度,9.81ms2S-风筒截面积,0.785命所以:h=(7.638+1.399+0.03)×10.38×7.98=751(Pa)根据计算,选择FBDNM.1/2X45KW型局部通风机,连接100Omm胶质风筒。风量为:820-550m7min,全压为:1480-6450Pa,可以满足通风需要,效率:85机宪井稻2岫m吊青瓦雌感器S200三,距井底15m新鲜风流Z乏风通风系统图图 5-1-1第二节主要施工设备选型一、凿井井架及翻汗设施采用V型临时井架凿井,基础加高1m,天轮平台布置在临时井架的+27.464m平台,在+11.200m翻研平台上布置两个歼石溜槽,配备座钩式自动翻歼装置,歼石落地后铲车装运配合翻秆汽车排阡,年石排到建设单位指定位置。二、封口盘和吊盘(一)封口盘采用钢结构,盘面用8mm网纹钢板铺设,各悬吊管线通过口,设专用铁盖门,并用胶皮封堵严密。(二)吊盘采用钢结构三层吊盘,吊盘直径中6.7m盘间距为4m,采用四根立柱连接。上层盘为保护盘,下层为工作盘并悬吊中心回转抓岩机。为保证吊盘的稳定性,在上、下层盘各设三套稳盘装置。吊盘采用2台JZT6/800A型凿井绞车悬吊。吊盘稳绳采用4台JZ-16/8OOA型凿井绞车悬吊,为保护稳绳,稳绳滑套采用尼龙结构,减轻滑套对钢丝绳的磨损。同时加强钢丝绳的检查工作,并指定专人进行定期检查。三、提升设备(一)提升机选型采用两套独立的单钩吊桶提升,主提选用2JK-3.5/20型100OkW矿井提升机,副提选用1台JKZ-2.8/15.5型100Okw矿井提升机,主、副提分别配5m4m3m3吊桶提升。二、提升天轮根据安全规程规定,提升天轮直径与钢丝绳最粗钢丝之比不得小于900,与钢丝绳直径之比不得小于60,经计算,主、副提均选用3.0In提升天轮。三、提升钩头主、副提分别选用13t提升钩头。第三节凿井辅助系统一、压风系统井筒施工期间,建临时压风机房,布置2台20m3min的和3台40m3min压风机,供风能力160m3mino(主、风井伞钻同时打眼时最大需用压风量约136m3min)保证井筒正常施工。井筒通过一趟e16OnlIn(PVC管、下部为中159mm钢管)向井下供风,压风管采用一台2JZT0/800型凿井绞车悬吊,压风管路用板卡固定,每根压风管采用两个板卡固定,吊盘以下的压风管路悬挂必须加装保险绳。井口附近设油水分离器和压风冷凝器。二、供水系统选用一趟57mmX4无缝钢管由地面向井下供水,为保证向工作面稳压供水,在管路底部安设减压阀。供水管路采用2JZ-10/800型凿井绞车悬吊,供水管路用板卡固定,每根供水管采用两个板卡固定。吊盘以下的水管路悬挂必须加装保险绳。三、排水系统-347m-450m段井筒采用二级排水方案,即井底工作面一吊盘水箱一地面排水沟。在吊盘上层盘上增设水箱,中层盘安装一台DM50-80X9型高扬程卧泵作为排水设备,电机功率220KW,电压660V,单台排水能力为5117h,扬程800m。排水管路采用一趟0108mm无缝钢管,一台2JZ-16/8OOA型凿井绞车悬吊,排水管路用板卡固定,每根排水管采用两个板卡固定。工作面至吊盘水箱采用风动潜水泵,通过一趟3'胶管排水。附:回风立井排水系统示意图图5-3-1。旺唬 K,超5 4lll(M士 OZZ<与)盂杼 z'ggggA 6旺 廨业式“旺超 <l-v,同虫展向迎哀区.g .尽班晅w装其,舞W的电V .9 x÷ozxgw 依 -副辗-Sj联向.8。出小W造邮相 北坦联向驶浑帼寻6 X。8。发<1热张映£器£用7 它噬卅腮J9一度旺趣W8OI 0 WW姻w.一 “芟烝四、安全监控系统在井筒施工期间,在调度室内安设监控电视,便于随时监控井下、井口、绞车房的安全生产运行。并在井筒安装一套瓦斯和一氧化碳监测系统,工作面、回风碉口分别吊挂T2、Tl瓦斯传感器;下层吊盘安装一氧化碳传感器。由地面调度室对瓦全程立井生产监控系统可视点:一、监控可视点:共十二个点:A,B、C、D、E、F、G、IKI、J、K、L二、主提绞车房三个点卜、E,1三、副提纹车房三个点B、F、J要求:一、主监控室监视器使用40”以上的工业电视,16画而全天候无间断同时显示,单画面全屏显示.二、十二画面同步录像,保存一个月自动按时间顺序/盖,版时可调阅,具有远程输出端口。三、绞车房采用三台21”工业电视监视,单画面24h显示.四、井底K点摄像头必须采用井下防爆型,并具有良好的抗震安袋措施.说明:井下照明情况:距井底20至30m设Iklr强光灯.K点摄像头采取可动式抗震措施,放炮时移至吊檄面上,盖上孔口,放炮后放入孔口,也便于擦镜头。图5-3-2盛宓萧H用心。静澄解除淤淳M避萌磷。静渔海圆M补漆阖片.三海岳卡加幽6mFl回抽击。潺:回¥匕泮酢南例溶-wB郦困困532XX部建XXXX三l!,褒弓五、综合防尘系统在井筒施工期间因淋水较大,不考虑防尘,若施工期间井筒粉尘较大时可采用洒水降尘。六、照明和通讯信号(一)照明井筒内布置一趟MY3X25+1X16动力电缆,作为施工动力、照明电源,电缆附在压风供水管钢丝绳上。为保证工作面有足够的照明度,采用南京煤研所研制的DS-ZJD250新型煤矿立井专用照明灯,吊盘下层盘三盏,中层盘两盏,上层盘两盏。井口采用防爆白炽灯照明,工作面及吊盘上每班另配备510盏矿灯供突然停电或装药时使用。(二)通讯信号凿井期间,井筒内悬吊二趟MY3X10+1X6橡套电缆用于井上下信号联系,电缆分别附在吊盘绳上。井上下联系方式为:井口信号房、井底和吊盘,在每趟信号电缆上都单独设打点器将信号互相传送,同时以声光显示。吊盘上安装气喇叭,用于吊盘与工作面联系。井口信号房与绞车房之间设独立的信号,主、副提各设一套KJTX-SX-I型煤矿专用通讯信号装置。在提升绞车深度指示器上设行程开关,当吊桶提至距井口80m位置时,信号灯在井口信号房显示,告知井口信号工及时把井盖门打开。另在井口、翻秆台、主副提绞车房配备电视监视系统,并与微机联网,项目部和井口调度室可进行电视监控。井下与井口、井口与绞车房之间另设一趟直通电话进行应急联系。七、供电系统建设单位提供IOkV电源,以满足回风立井施工需要。变电所内安装IOkV开闭所,变电设备供回风立井筒施工期间生产及生活用电。施工期间,在双回路行成之前,备用一台IOoKW发电机作为应急备用电源,专供安全梯提升应急电源,发电机处于完好状态,确保能在停电时10分钟内起动。井口房内及井下各种机电设备必须防爆,并应安设漏电保护装置。保证供电系统的可靠运行。井口各稳车、井架在井口必须有良好的接地装置,引入井筒内的钢丝绳、各管线,在井口必须设置良好的接地装置,防止产生静电或杂散电流进入井下。附:XX三矿井筒施工临时供电系统图第六章劳动组织及施工排对第一节劳动组织本工程采用项目法施工管理,项目经理部设经理1人,书记1人,副经理6人,另设工程技术组、经营后勤组、物资供应组、安监站、调度室负责日常管理工作。劳动组织采用综合施工队形式,按专业化班组配备,井下实行四个专业化班组滚班制作业,机电等地面辅助人员“三八”制作业。现场劳动组织设立大抓、伞钻、水泵及运转包机组,进行设备的动态检修,确保设备完好运行。工程技术人员及项目部管理人员值带班,确保安全顺利施工。井筒施工劳动力见表劳动力计划表(单位:人)表6-1-1工种按工程施工阶段投入劳动力情况基岩掘砌施工掘一班打眼班10掘二班出歼班10掘三班打灰班18砌筑班清底班18绞车司机13信号把钩工12队干4机电工8变电工3压风工安全员3瓦检员3泵工3管服人员10合计115备注:1、地面信号把钩工为“三、八制”;2、井下及二层台信号把钩工为矿建班组人员。第二节井筒循环作业根据短段掘砌,机械化配套作业特点,采用四个专业化班组作业方式,24小时完成段高3.Om循环作业。循环作业排班见图6-2-1井筒基岩段外壁施工正规循环图表。去也旌COJJOJOJCUS5畏OOJ二£>inWLJr国掣$2CUO68r-去金KZJ9JmXTCOCUIrT叵把三2cz>与SW2O导与2烹§1»曜H÷i直1.Oeg§½三出郑律曾i潞修位次密蹿米掣层SS叔出浜密W鼎隅银型n三冽壬u><口Ojr吐IOJCOID9Z86O二OJ22第三节施工进度及工期保证措施一、进度指标井筒基岩段掘砌75m月(不包括井筒注浆时间及其它不可抗拒的影响)。二、施工工期井筒基岩段-335m-45Onl段施工工期46天(不包括井筒注浆时间及其它不可抗拒的影响)。三、工期进度保证措施(一)根据项目管理的要求,工程进度的控制按“计划一实施一检查一处理”的管理循环步骤进行。1、计划阶段:优选施工方案,确定先进的施工方法,遵循切实需要、实际可行和经济合理的原则选择施工机械,根据各工程的特点和客观的施工顺序,进行工程排队,编制科学周密的施工计划,使各项工程进度在施工进度计划的指导下,有条不紊地进行。2、进度实施阶段:抓住关键工序,在施工主要矛盾线上,组织骨干队伍,优先保证资源供应,进行专项承包,定人员、定目标、积极推广新技术、新工艺,组织快速施工。3、检查阶段:一般分为日常检查,旬检查和月终检查等,检查实物工程量,工程量完成情况,各工程间的逻辑关系和影响工程进度的因素

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