XX煤矿主副风井矿建施工组织设计

1、XX煤业有限公司XX矿主、副、风井井筒及相关硐室掘砌施工组织设计XXXX二一六年十二月三十日1 前言XX煤业有限公司XX煤矿位于XX煤田东部，太行山南麓，行政隶属XX市所辖的XX县。井田中心西距XX12km，东南距XX县城3km，交通十分便利。矿井设计生产能力为60万t/a，服务年限为37.5a。采用立井开拓方式，工业广场内设计三个立井，分别为主井、副井和回风井。主、副、风井井筒表土段及风化基岩采用冻结法施工，基岩段采用普通钻爆法施工。经公开招投标，由XXXX中标，承建主、副、风井井筒及相关硐室的掘砌工程，为了有计划的组织劳动力、资金、设备及材料，努力把该工程建设成为优质、安全、快速、高效的工

2、程，特编制本施工组织设计。本施工组织设计编制依据：1、XX煤矿主、副、风井井筒掘砌工程招标文件2、XX煤矿主、副、风井井筒掘砌工程投标书3、XX煤矿主、副、风井井筒工程施工合同4、XX煤矿主、副、风井井筒施工图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（JG

3、J81-2002）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（2006年版）17、煤矿建设安全规定（1997年版）18、简明建井工程手册19、公司及XX安全质量标准化标准20、XX立井提升、吊挂手册21、煤炭工业建设工程质量技术资料管理规定22、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23、GB/T19001-2000 idtISO9001：2000标准本设计分文字说明书和主要施工图两部分。2 概况2.1 工程概况XX煤业有

4、限公司XX矿井位于XX煤田东部，太行山南麓，行政隶属XX市所辖的XX县。井田中心西距XX12km，东南距XX县城3km。交通十分便利。矿井设计生产能力为60万t/a，服务年限为37.5a。采用立井开拓方式，工业广场内设计三个立井，分别为主井、副井和回风井。主、副、风井井筒表土及风化基岩段均采用冻结法施工，基岩段均采用普通法施工。井筒主要技术特征见表 2.1.1。井筒主要技术特征表 表 2.1.1序号项目名称单位主井副 井风 井1井口坐标纬距(X)3903700.6653903740.003903711.000经距(Y)38445517.67338445600.0038445326.000标高(

5、Z)m+86.5+86.5+86.52井口自然地坪标高m+85.42+85.42+85.423井筒深度m586.5611.5571.54水平标高m-500-500-4855井筒净直径m4.06.04.56冻结深度m2922922887表土层厚度m215.1227.95215.18冻结段深度m2842842809砌壁厚度冻结段mm750900750基岩段mm40050040010相关硐室进风巷、箕斗装载硐室及井底巷道管子道及马头门井底巷道2.2 工程地质及水文地质2.2.1 工程地质根据井检孔资料，预计井筒揭露的地层由下至上分别有：山西组（P1sh）、下石盒子组（P1x）、上石盒子组（P2s）和

6、第三、四系（Q+R）等，现分述如下：（一）山西组（P1sh）本次3个井检孔全揭露了本组地层，岩性主要由灰、深灰、灰黑色砂质泥岩、泥岩、长石石英细、中、粗粒砂岩、粉砂岩和煤层组成。厚度94.0098.05m，平均厚96.55m。本组砂岩较发育，据3孔统计，含细、中、粗粒砂岩3层。砂岩总厚度34.5039.10m，平均厚37.20m，可占总厚度的38.5%。特别是二1煤层间接顶板大占砂岩段厚度为22.1025.15m，平均24.02m，新主检孔大占砂岩段厚度22.10m，其岩性为细、中粒长石石英砂岩含黑色矿物，泥硅质胶结，具交错层理，层理面黑色含炭质及较多云母片，中下部夹有砂质泥岩。大占砂岩在本块

7、段（矿井工业广场）范围内沉积稳定，且厚度较大，有利于井底车场和运输大巷的布设。大占砂岩下距二1煤1.502.52 m，平均为1.64m，中间岩性为灰黑色砂质泥岩或泥岩，较致密，含植物化石，底部有0.100.30m的松软泥岩与二1煤层直接接触。（二）下石盒子组（P1x）本次3个井检孔均揭露了本组地层，厚度为250.65270.95m，平均厚264.03m，新主检孔厚度270.95m。主要岩性由泥岩、铝质泥岩、砂质泥岩、粉砂岩和细、中、粗粒砂岩组成。主要标志层A层铝土，位于本组下部，岩性为浅灰色铝土质泥岩，中厚层状致密，含菱铁质鲕粒，厚度6.7016.74m，一般厚8.50m，层位稳定，岩性特征明

8、显。砂锅窑砂岩位于本组底部，岩性为灰色微带绿色，中、粗粒长石石英砂岩，含黑色矿物、泥岩包体及石英细砾，分选差，泥硅质胶结，具交错层理，具裂隙充填方解石脉。根据岩性特征和标志层层间距分析，新主检孔、副检孔本组岩层沉积层序正常，而主检孔由于遇F216断层缺失地层20m左右，且岩芯破碎，沉积层序不正常。（三）上石盒子组（P2s）本次3个井检孔均揭露了本组下部地层，揭露厚度44.7564.30m。新主检孔厚度44.75m。岩性主要由灰色泥岩、铝质泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、细、粗粒砂岩组成。上部风化带45.00m左右，呈黄褐色、灰黄色，岩芯较破碎，具裂隙。底部为一层浅灰灰白色，微带绿色中、粗粒长石石英砂岩

9、，含黑色矿物，分选差，含泥岩包体及石英细砾石，泥硅质胶结，具交错层理，本层称田家沟砂岩，为划分上、下石盒子组分界的重要标志层，层位较稳定。（四）第三、四系（Q+R）本次主、副井检孔揭露厚度分别为210.25m和227.95m，新主检孔揭露厚度为215.10m。主要由灰黄色、灰色、浅灰色、棕红色粘土、钙质粘土、砂质粘土、粘土夹砾石、砾石和砂层组成。粘土类中往往含大量钙质结核，局部钙质粘土固结程度较高，呈强固结半成岩状态，亦有强固结的砂层出现（如孔深98.20m的一层中、细砂层）。砾石成分多以石灰岩为主，局部为粘土或钙质固结，分选差。新主检孔粘土类厚度175.15m，占总厚度的81.43%；砂、砾

10、石厚度39.95m，占总厚度的18.57%。砂、砾石层多分布在孔深140m以下。（五）主、副井筒预想地质概况说明根据设计主、副井和新主检孔之间的相对位置可知，设计主井在新主检孔的浅部，井筒中心距新主检孔21m，经计算主井井筒未来挖掘时所见同一岩、土层的深度预计比新主检孔的深度要变浅1m左右；设计副井在新主检孔的深部，井筒中心距新主检孔74m，经计算副井井筒未来挖掘时所见同一岩、土层的深度预计比新主检孔的深度要延深0.3m左右；设计风井在新主检孔的深部，井筒中心距新主检孔212m，经计算风井井筒未来挖掘时所见同一岩、土层的深度预计比主井的深度要浅14.5m左右。需要指出的是，由于设计主、副井筒和

11、新主检孔三者位置不在同一方向上，加上新主检孔歪斜角度较小，使歪斜方位角准确度较低，会导致新主检孔的岩、土层垂深换算结果产生一定误差，加之岩、土层沉积岩性相变因素，故而预计未来井筒挖掘时的岩、土层深度和厚度亦会有一定变化。（六）煤层二1煤层位于山西组下部，据新主检孔资料：二1煤层上距砂锅窑砂岩78.65m，下距L9灰岩9.85m，距L8灰岩17.75m，二1煤层厚5.50m，煤层直接顶板为2.85m的粉砂岩和泥岩，间接顶板为4.25m细粒砂岩，二1煤层直接底板为3.85m的泥岩。主、副检孔这里不再详述，可参见柱状图。二1煤为灰黑色，似金属光泽，条带状结构，贝壳状、参差状断口，层状构造，以粒状、块

12、状煤为主，次为鳞片状，视密度1.48。二1煤层煤岩成分以亮煤为主，夹镜煤条带，局部为丝炭，具纤维状结构，属半光亮光亮型煤。经测定新主检孔二1煤层原煤灰分为19.89%，全硫为0.24%，挥发分为10.09%，二1煤干燥基恒容低位发热量为27.3Mj/Kg，相当于6500cal/g。综上所述二1煤属中灰、特低硫、高热值、优质无烟块煤（见表2.2.1.1）。经新主检孔二1煤芯样测试结果，其抗碎强度为81%，坚固性系数为1.5。井筒检查钻孔二1煤层煤质化验结果 表2.2.1.1孔 号水分（%）灰分（%）挥发分（%）全硫（%）发热量（Mj/kg）备 注新主检孔2.7319.8910.090.2427.

13、3主检孔1.6523.029.660.2626.31副检孔2.5417.7510.530.3327.66（七）瓦斯本次施工的3个井筒检查钻孔，均采取了二1煤层瓦斯样，其中新主检孔二1煤层瓦斯成分以沼气为主，平均占92.2%，其次为氮气和二化氧碳，瓦斯（CH4）平均含量为17.04ml/gr（详见表2.2.1.2），故该矿为高瓦斯矿井。井筒检查钻孔二1煤层瓦斯测试结果表 表2.2.1.2钻孔号瓦斯成分（%）瓦斯含量（ml/gr）CO2CH4N2CO2CH4N2主检孔0.750.860.8194.999.097.00.265.052.660.490.750.626.6929.4918.090.08

14、0.170.13副检孔0.384.432.494.598.996.70.721.110.920.360.720.5418.0718.4018.240.093.571.83新主检孔1.011.0286.997.092.21.6212.056.840.490.550.5216.5017.5817.041.481.751.62注：表中所列3组数据，均为两个样品测试值和平均值（八）矿井工业广场构造解释根据3个井检孔所获得的新的岩、煤层成果资料和上述岩芯中所反映出的构造影响迹象，结合原有钻探、地震地质成果资料，编制了主检孔副检孔（AB）地质剖面图、新主检孔3302孔（CD）地质剖面图、修改了33线地质剖

15、面图、修改了工业广场附近二1煤层底板等高线平面图，对矿井工业广场附近构造组合重新进行了解释，其结果是：1）新主检孔附近未发现新的断层，F216、F41断层仍按原地震解释位置未改变，新主检孔岩芯完整、岩芯倾角平缓，构造简单有利于井筒布设。2）原施工的主检孔和副检孔之间出现了一条落差20m左右的小断层，经分析认为应属F216断层的中段，故编号为F216，而原来的F216断层东段编号改为F2161断层，应属F216断层的分支断裂，落差10m左右，由L2地震测线和三维地震线控制。3）F216断层中段解释依据较充分：a)在AB地质剖面中主检孔和副检孔二1煤层不连续；b)主检孔岩芯受构造影响，破碎带总厚达

16、120.80m，并有多层断层角砾岩，P1x地层缺失20m左右，F216断层即在本段通过（见AB地质剖面图）；C)地震L2和L04测线上均有断点反映；d)F216东端交于F41，但缺乏钻探和地震控制，位置有所摆动，中、西段控制程度较高。4）据上述，对本矿井工业广场附近的构造组合形态重新进行解释后，地质剖面图、地震剖面图与二1煤层底板等高线平面图均相互吻合，构造解释较可靠。2.2.2 水文地质根据3个井检孔所揭露含水层的岩性特征、埋藏条件、含水性、水力性质等水文地质特征，自上而下分为五个含水层组（井筒不揭露太原组上段灰岩岩溶裂隙承压含水层组），表土及风化基岩段采用冻结法施工，在此不简述，其余各含水

17、层分述如下：（1）断层破碎带含水层组该含水层组只在主检孔中见到，根据岩芯鉴定上自419.00m起，下至539.80m止，钻孔中破碎带厚度120.80m。岩芯受构造挤压，错动现象明显，极破碎，呈角砾状，岩性混杂，局部单一。在该段进行了稳定流抽水试验，其成果见表2.2.2.1。据抽水资料分析，岩芯虽然极破碎，但多为闭合裂隙，张性裂隙较少，所以渗透性差，富水性弱。该层组地下水水化学类型为HCO3-Na型，矿化度0.668g/L，水温23，PH值8.6，侵蚀性CO2为0。主检孔F216断层破碎带含水层抽水试验成果表 表2.2.2.1含水层起止深度（m）水位标高（m）含水层厚度（m）降深（m）涌水量（L

18、/S）单位涌水量（L/s·m）渗透系数（m/d）影响半径（m）469.75543.3566.8323.5588.530.4170.00470.0213129.21（2）二1煤层顶板砂岩裂隙承压含水层组该含水层组为二1煤层以上82.8591.55m范围内的灰色细、中、粗粒砂岩组成，为二叠系下统下石盒子组底部和山西组中、上部地层。砂岩多为硅质和泥硅质胶结，含泥岩包体或夹泥岩薄层。根据岩芯鉴定，该层组裂隙仅局部发育，岩芯较完整，钻进过程中未发现冲洗液有明显消耗。新主检孔和副检孔在该层组各进行了一次稳定流抽水试验，其成果见表2.2.2.2。从抽水成果看，该含水层组富水性不均一，补给源不足，含

19、水性较弱。新主检孔矿化度0.458g/L，PH值7.8，侵蚀CO2为0，属HCO3·SO4Na型水，水温22；副检孔矿化度0.66g/L，PH值7.9，侵蚀CO2为0，属HCO3Na型水。二1煤层至其上的砂岩含水层之间仅有0.902.52m厚的泥岩和砂质泥岩层相隔，该隔水层沉积厚度不稳定，是矿坑充水的薄弱地段。二1煤底至L8间距及太原组上段灰岩埋深、厚度见表2.2.2.3。二1煤层顶板砂岩含水层抽水试验成果表 表2.2.2.2钻孔含水层起止深度（m）水位标高(m)含水层厚度(m)降深(m)涌水量(L/s)单位涌水量(L/s·m)渗透系数(m/d)影响半径(m)新主检孔523

20、.40595.6080.8940.2070.850.05590.00080.001729.21副检孔559.45642.3080.1641.3630.010.6450.02150.05167.6353.611.1110.02070.053123.5483.491.3880.01660.046176.26二1煤底至L8间距及太原组上段灰岩埋深、厚度统计表 表2.2.2.3钻 孔地 层二1煤L9L8L7止深(m)至L8间距 (m)埋深(m)厚度(m)埋深(m)厚度(m)埋深(m)厚度(m)新主检孔614.9517.75624.800.60632.7010.40648.502.00主检孔611.35

21、621.401.20副检孔650.2018.80660.351.30669.0010.35（3）井筒预计涌水量井筒预计涌水量见表2.2.2.5。L8灰岩涌水量是在井筒不揭露大的岩溶裂隙的情况下建议采用值，若揭露大的岩溶裂隙，涌水量会增加数倍甚至数十倍，应重视。井筒涌水量建议采用值 表2.2.2.5含水层涌水量 (m3/h)井筒风化带二1煤层顶板L8灰岩主 井16028016副 井170295172.2.3 井检孔位置业主提供的井筒与三个井检孔位置关系见下表（表2.2.3）。由此可见该三个井检孔中只有新主检孔距主井较近，对于主井井筒施工有指导意义，其余两个井检孔距主副井均在近400m距离，距风井

22、约600m，对井筒施工借鉴意义不大，副井井筒施工时，应参照三个井检孔资料，风井井筒施工时，无井检孔资料。井筒检查钻孔测量成果表 表2.2.3孔 号经距（Y）纬距（X）孔口标高（H）备 注主 检 孔38445917.7503903875.470+84.78副 检 孔38445913.9903903765.750+84.84新主检孔38445535.0703903705.130+85.42设计主井38445517.6733903700.665+86.3设计副井38445600.0003903740.000+86.3设计风井38445326.0003903711.000+86.32.3 施工条件工业

23、场地现为农田，地势较为平坦，交通便利，“四通一平”基本满足施工要求。3 施工方案及工艺3.1 锁口施工主井临时锁口：上口标高±0.000m，下口标高-8.0m，净直径5.5m；副井临时锁口：上口标高±0.000m，下口标高-8.0m，净直径7.8m；风井永久锁口：上口标高±0.000m，下口标高-11.0m，净直径4.5m。主、副、风井井筒相对标高±0.000m均相当于井口绝对标高+86.5m。目前永久锁口施工图未到，主、副井井筒均暂定按临时锁口施工（上段2m为五零砖墙结构、下段素砼结构），风井按永久锁口施工（钢筋砼结构）。在冻结满足开挖条件后施工，采用

24、挖掘机挖掘，吊桶提升，先按掘进荒径掘进（采用临时支护）至锁口底口，再用绳捆模板砌筑锁口素砼段，主、副井锁口在其上砌筑砖墙部分至设计位置（砖墙后灌防水砂浆）。锁口在施工过程中要预留出风筒等临时硐口，保证管路能顺利从封口盘下通过。项目部应根据现场情况编制防止锁口下沉专项措施报处审批。主、副井永久锁口则在井筒施工结束后施工（可根据业主要求作适当调整）。3.2 井筒冻结段施工 3.2.1 冻结段开挖条件当井筒冻结段应具备下列条件，方准开挖：（1）井筒中的水文观测孔水位由开始缓升后下降而趋于稳定，然后又稳定开始逐渐上升，直到迅速上升并溢出孔口；（2）由测温孔和水文孔资料分析，冻结壁已发展到设计厚度；（3

25、）经过试挖，证明冻结壁已实际形成并与上述的观测结果一致；（4）去、回路盐水温差在2以内；（5）凿井施工设备及设施已安装完毕；（6）各种施工材料及劳动力配齐备足。井筒开挖除了满足上述条件外，还应该综合考虑井筒能满足连续施工的条件。3.2.2 施工方案主、副、风井井筒冻结表土段及冻结基岩段井壁均为双层钢筋砼结构。为加快工程施工速度，保证工程质量，冻结段外壁均采用短段掘砌施工方案，整体金属下行刃脚模板砌壁，掘砌有效段高均为2.53.6m；冻结段内壁均采用金属装配式模板自下而上一次套内壁施工。3.2.3 井筒试挖段掘砌施工当满足上述试挖条件后，井筒便可以试挖。主井采用人工配合中心回转抓岩机挖土，副井采

26、用挖机与中心回转配合挖土，风井采用人工配合挖掘机或中心回转抓岩机挖掘，外壁支护采用整体金属下行钢模板（段高2.5/3.6m）。试挖段掘进时，先掘净径以内的土层，段高够1.7m左右，然后刷帮至掘进荒径，再全断面掘够掘进段高砌筑外壁。井壁砼由井口砼搅拌站配制，采用底卸式吊桶下料，入模砼采用振动棒通过合茬窗口进行分层震捣。试挖段深度应以满足工作盘和中心回转抓岩机安装为宜，深度不少于20m。3.2.4 冻结段掘进表土段均采用全断面一次掘进，挖掘方式同试挖段施工，副、风井在工作面采用挖掘机挖土，副井实现挖掘机与中心回转抓岩机配套作业。冻结基岩段均采用钻爆法掘进，主、风井采用SJZ5.5型（副井采用FJD

27、-6A型）伞钻配YGZ-70型凿岩机凿岩，爆破材料均采用T220防冻水胶炸药，毫秒延期导爆管雷管。爆破图表见图3.2.4及表3.2.4.13.2.4.3。根据表土段土层的固结程度和硬度，均可能采用钻爆法施工。 冻结基岩段爆破原始条件 表3.2.4.1主序 号名 称单 位数 量备 注1井筒净直径m4.02井筒荒径m5.53井筒掘进断面m223.764岩石条件f465雷 管毫秒延期导爆管雷管6炸 药（Ø45）m/卷、kg/卷0.4 、0.7T220型防冻水胶炸药 冻结基岩段爆破参数表 表3.2.4.2主圈别每圈眼数(个)眼深(mm)眼 装药 量(kg/眼)炮眼角度(°)圈径(m

28、m)总装药量(kg)眼间距(mm)起 爆顺 序联线方式1642004.290160025.2800并联21140003.590295038.5829并联31640002.890430044.8845并联43040001.7589530052.5542并联合计63161 冻结基岩段预期爆破效果 表3.2.4.3主序 号爆 破 指 标单 位数 量1炮眼利用率%902每循环爆破进尺m3.63每循环爆破实体矸石量m385.54每循环炸药消耗量Kg1615单位原岩炸药消耗量Kg/m31.886每米井筒炸药消耗量Kg/m44.77每循环雷管消耗量个638单位原岩雷管消耗量个/m30.739每米井筒雷管消耗

29、量个/m17.5 冻结基岩段爆破原始条件 表3.2.4.1副序 号名 称单 位数 量备 注1井筒净直径m6.02井筒荒径m7.83井筒掘进断面m247.84岩石条件f465雷 管毫秒延期导爆管雷管6炸 药（Ø45）m/卷、kg/卷0.4 、0.7T220型防冻水胶炸药 冻结基岩段爆破参数表 表3.2.4.2副圈别每圈眼数(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1642004.290180025.2900并联21240003.590330042854并联31840003.090480054834并联

30、42340002.890630064.4858并联54240001.7589750073.5560并联合计101259.1 冻结基岩段预期爆破效果 表3.2.4.3副序 号爆 破 指 标单 位数 量1炮眼利用率%902每循环爆破进尺m3.63每循环爆破实体矸石量m3172.14每循环炸药消耗量Kg259.15单位原岩炸药消耗量Kg/m31.516每米井筒炸药消耗量Kg/m71.97每循环雷管消耗量个1018单位原岩雷管消耗量个/m30.599每米井筒雷管消耗量个/m28.0 冻结基岩段爆破原始条件 表3.2.4.1风序 号名 称单 位数 量备 注1井筒净直径m4.52井筒荒径m6.03井筒掘进

31、断面m228.34岩石条件f465雷 管毫秒延期导爆管雷管6炸 药（Ø45）m/卷、kg/卷0.4 、0.7T220型防冻水胶炸药 冻结基岩段爆破参数表 表3.2.4.2风圈别每圈眼数(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1642004.290160025.2800并联21240003.590315042815并联31740002.890470047.6864并联43340001.7589580057.8551并联合计68172.6 冻结基岩段预期爆破效果 表3.2.4.3风序 号爆 破 指 标

32、单 位数 量1炮眼利用率%902每循环爆破进尺m3.63每循环爆破实体矸石量m3101.94每循环炸药消耗量Kg172.65单位原岩炸药消耗量Kg/m31.696每米井筒炸药消耗量Kg/m47.97每循环雷管消耗量个688单位原岩雷管消耗量个/m30.679每米井筒雷管消耗量个/m18.93.2.5 冻结段外壁施工冻结段外壁均采用整体金属下行刃脚钢模板砌筑，模板均由直模和刃脚两部分构成整体。直模均由地面稳车悬吊，刃脚均由螺栓连在直模上（另配6根保险绳），刃脚的高度均与竖向钢筋的预留接头长度（机械螺纹连接）一致。外壁（单排钢筋砼结构）施工的工艺为：在工作面掘够一个段高后，安装泡沫板，然后绑扎（安

33、装）钢筋、砂子回填竖向钢筋的搭接部分，最后落刃脚模板到工作面找正、浇灌砼。砼均由地面搅拌站配制，根据不同深度井壁砼强度设计的要求，及时调整配合比。砼输送均采用底卸式吊桶下料，入模砼均采用振动棒通过合茬窗口进行分层震捣。3.2.6 膨胀粘土层的施工根据井筒检查孔资料，推算主/副/风井筒穿过的冲积层厚度约为214.1/215.4/199.6m左右，粘土类地层具有一定的膨胀性。我单位已施工的梁宝寺副井、济西副井、张集北区回风井、彭庄主副井、郭屯副井、郓城主井、薛湖主副风井等井筒，均为目前国内立井冻结段穿过较厚膨胀性表土层的典型矿井。通过以上立井井筒的施工，我单位在施工深厚表土层和膨胀粘土层等方面，积

34、累了丰富的成功经验，针对该井筒穿过的地层特点，根据膨胀粘土层的实际情况可以采取缩小段高、加厚铺设泡沫塑料板、控制循环时间、组织快速施工，采用高强度、高性能砼提高砼强度、加强冻结等措施，以确保顺利通过。3.2.7 冻结段内壁施工（1）施工方案根据主、副、风井井筒冻结段井壁结构设计及冻结壁强度分析，采用12套1.2段高的金属装配式块模自下而上一次套内壁的施工方案施工内层井壁。采用金属装配式块模倒模法施工时，采用12套金属组装模板（段高1.2m）循环倒用，利用三层吊盘和一层辅助盘施工，模板倒换采用大抓绳通过大抓孔口从辅助盘提到吊盘下层盘组装。壁座段浇筑施工完一个循环井壁（12套块模）后，在吊盘吊挂辅

35、助盘，辅助盘与吊盘的下层盘间距为一个循环段高（14.4m）；辅助盘均用四根钢丝绳（28）悬吊在吊盘下，作为拆模及井壁修饰、洒水养护的工作盘；为防止辅助盘倾斜，在辅助盘下设置导向装置（主井高度不小于1.3m、副井高度不小于1.6m、风井高度不小于1.4m），以防辅助盘翻转倾斜。上层吊盘作为铺设聚氯乙烯塑料薄膜、设分灰器放灰施工盘，中层吊盘作为绑扎外层钢筋施工盘，下层吊盘作为绑扎内层钢筋、稳模、砼入模振捣施工的操作盘。内壁浇注砼采用底卸式吊桶下料，砼下至上吊盘经分灰器、溜灰管入模。（2）井壁表面修饰和养护井壁表面修饰和养护工作在辅助盘进行。在辅助盘上设洒水管，脱模后定期对砼井壁洒水养护。（3）停套

36、措施及施工缝处理套壁施工要求连续作业，但在实际施工中，可能会发生意外停顿。此时应对停工造成的施工缝应根据具体情况分别处理，严重时可将表面残渣清除，滑模滑升按初滑程序执行。（4）模板中心、水平测量及调整采用铅垂法测量模板中心，在下吊盘挂中线重锤进行测量，测量前应观察中线是否碰盘及其他井筒设施，第一段高用水准仪找平块模底口，保证块模的水平度符合设计要求。（5）井壁吊挂拆除筑壁过程中，井筒外井壁吊挂的压风管、供水管及风筒等随着套壁的不断进行逐段拆除，拆除工作在吊盘上进行，拆下的管路运到地面。套完内壁后，落吊盘时，再按设计重新吊挂风水管路及其他管线。（6）钢筋的绑扎竖筋均采用直螺纹套管连接，环筋采用钢

37、筋搭接方式，搭接长度为35d (d为钢筋直径)，同一截面钢筋搭接面积不得大于钢筋总面积的25%，并应均匀分布。钢筋保护层厚度：外壁外层为100mm，内壁内层为70mm (均以环筋中心至井壁边缘为准)。主、副、风井内壁内层钢筋布置：环、竖筋均为25250mm。（7）壁座施工井筒基岩段掘砌施工至壁座上口后，按照设计要求掘进，并采用锚网喷一次支护将井筒掘进至壁座底口，然后正常掘进井筒至一个施工段高，扎筋、立模浇筑砼施工。锚网喷支护可采用45mm全长锚固管缝式锚杆（间排距900mm左右）和6mm钢筋网（网格100×100mm）施工。锚杆施工时，应根据冻结管实际偏斜情况布孔，避免打穿冻结管。（

38、8）施工注意事项该模板的特点是可自下而上连续砌筑井壁，无施工缝，有利于提高内层井壁的隔水性能。为保证内壁砼质量，套砌内壁时，需采取有效措施将外层井壁内表面冰霜清除干净，必须严格控制砼配合比、坍落度与入模温度；对于高标号砼，应采取适当增添缓凝剂、减少水泥用量、调整砼塌落度等措施，防出现砼沾模或井壁龟裂等现象。如果出现停浇时，要按措施要求处理好施工缝，模板每次拆模后均严格清理干净再涂刷脱模剂后使用。砼均由地面搅拌站配制，经底卸式吊桶下料，插入式震动棒震捣。砼拆模后即可进行洒水养护，脱模后的砼应加强洒水养护，防井壁出现龟裂现象。3.3 井筒基岩段施工3.3.1 施工方案井筒基岩段均采用立井机械化快速

39、施工工法进行施工，该工法已被国家建设部评为国家级工法。应用该工法施工，井帮围岩暴露时间短，施工安全，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，保证工程施工质量和进度。井筒内均设置三层凿井吊盘，下层吊盘安设1台中心回转抓岩机出矸，中层吊盘设排水卧泵，上层吊盘设水箱排水。三井均采用整体金属下行刃脚模板筑壁，模板均由地面稳车悬吊。砌壁砼均由地面砼搅拌站提供，再由底卸式吊桶下料，入模砼均采用振动棒震捣密实。三井均选用伞钻凿岩，压风管、供水管、排水管、风筒均沿井壁吊挂，以加大井内提升空间。主、风井井筒各布置1套单钩提升，副井井筒布置2套单钩提升；排矸均采

40、用挂钩式翻矸入自卸汽车排至指定排矸地点。井筒机械化装备见表3.3.1。所有设备进场前均应由机电管理科确认。3.3.2 井筒基岩段掘进采用钻爆法掘进。设备及材料为：主、风井采用SJZ5.5型（副井FJD-6A型）伞钻配YGZ-70型凿岩机凿岩，B25×4500mm六角中空合金钢钎（副井为B25×5000mm），55mm十字型合金钻头；爆破材料采用T220型高威力水胶炸药，毫秒延期导爆管雷管。采用光面、光底、弱震、弱冲深孔爆破技术，详见爆破图表：图3.3.2和表3.3.2.13.3.2.3。 井筒主要施工机械化配备表 表3.3.1 主序号设备名称型 号 规 格单位数量备 注1提

41、升井 架座1非标绞 车2JK-3.5/20台1800KW吊 桶3/2.7m3个2/2吊 桶DX-2/1.6个2/2其中一个备用2稳 车JZ2-10/600台12吊盘4台、模板3台、抓岩机、稳绳、安全梯、动力电缆、放炮电缆各1台3伞 钻SJZ5.5配YGZ-70型部14抓岩机HZ-4型台15装载机ZL-50台2三井共用6汽 车10T辆2自卸式7离心式风机4-58-11NO.11.25D台15575 kw8卧 泵DC50-80/7台2其中一台备用9搅拌机JS1000台110砼配料机PLD1600套111吊 盘3.8m副1三层吊盘（层间距4.0/4.5m）12压风机5L-40/8、4L-20/8台6

42、+2三井共用13外壁模板4.8m(整体金属钢模板)套1段高为2.5/3.6m套壁模板4.0m(金属装配式模板）套12高度为1.2m14基岩段模板4.0m(整体金属钢模板)套1段高为2.5/3.6m 井筒主要施工机械化配备表 表3.3.1 副序号设备名称型 号 规 格单位数量备 注1提升井 架永久座1绞 车JKZ-2.8/15.5台11000KW绞 车JK-2.5/20台1570KW吊 桶5/4/2.7/2m3个2/2/2/2吊 桶DX-3/1.6个2/2其中一个备用2稳 车JZ2-16/800台5吊盘4台、抓岩机1台JZ2-10/600台8稳绳2台、模板4台动力、放炮电缆各1台JZA-5/80

43、0台1安全梯3伞 钻FJD-6A配YGZ-70型部14抓岩机HZ-6型台2其中一台备用5装载机ZL-50台2三井共用6汽 车10T辆4自卸式7离心式风机4-58-11NO.11.25D台15575 kw8卧 泵DC50-80/8台2其中一台备用9搅拌机JS1500台110砼配料机PLD1600套111吊 盘5.7m副1三层吊盘（层间距4.0/4.5m）12压风机5L-40/8、4L-20/8台6+2三井共用13外壁模板6.9m(整体金属钢模板)套1段高为2.5/3.6m套壁模板6.0m(金属装配式模板）套12高度为1.2m14基岩段模板6.0m(整体金属钢模板)套1段高为2.5/4.0m 井筒

44、主要施工机械化配备表 表3.3.1 风序号设备名称型 号 规 格单位数量备 注1提升井 架G座1绞 车2JK-3.5/20台11000KW吊 桶4/3m3个2/2吊 桶DX-3/2个2/2其中一个备用2稳 车JZ2-10/600台12吊盘4台、模板3台、抓岩机、稳绳、安全梯、动力电缆、放炮电缆各1台3伞 钻SJZ5.5配YGZ-70型部14抓岩机HZ-4型台15装载机ZL-50台2三井共用6汽 车10T辆2自卸式7离心式风机4-58-11NO.11.25D台15575 kw8卧 泵DC50-80/7台2其中一台备用9搅拌机JS1000台110砼配料机PLD1600套111吊 盘4.3m副1三层

45、吊盘（层间距4.0/4.5m）12压风机5L-40/8、4L-20/8台6+2三井共用13外壁模板5.3m(整体金属钢模板)套1段高为2.5/3.6m套壁模板4.5m(金属装配式模板）套12高度为1.2m14基岩段模板4.5m(整体金属钢模板)套1段高为2.5/3.6m 爆 破 原 始 条 件 表3.3.2.1 主序号名 称单 位数 量备 注1井筒净径m4.02井筒荒径m4.83井筒掘进断面m218.14岩石条件f465雷 管毫秒延期导爆管雷管6炸 药（Ø45）m/卷、kg/卷0.4、0.7T220型高威力水胶炸药爆 破 参 数 表 表3.3.2.2 主圈别每圈眼数(个)眼深(mm)

46、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1642004.290170025.2850并 联21240003.590330042.0854并 联32640001.489450036.4542并 联合计44103.6 预期爆破效果 表3.3.2.3 主序号爆 破 指 标单 位数 量1炮眼利用率%902每循环爆破进尺m3.63每循环爆破实体矸石量m365.24每循环炸药消耗量kg103.65单位原岩炸药消耗量kg/m31.596每米井筒炸药消耗量kg/m28.77每循环雷管消耗量个 448单位原岩雷管消耗量个/m30.679每

47、米井筒雷管消耗量个/m12.2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。 爆 破 原 始 条 件 表3.3.2.1 副序号名 称单 位数 量备 注1井筒净径m6.02井筒荒径m7.03井筒掘进断面m238.54岩石条件f465雷 管毫秒延期导爆管雷管6炸 药（Ø45）m/卷、kg/卷0.4、0.7T220型高威力水胶炸药爆 破 参 数 表 表3.3.2.2 副圈别每圈眼数(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1647004.290180025.2900并 联21345003.590360045.5862并 联32045002.890540056.0845并 联43845001.489670053.2553并 联合计77179.9 预 期 爆 破 效 果 表3.3