辅助斜坡道工程施工组织设计Word文档格式.docx

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岩溶裂隙含水层为直接充水含水层，主要靠大气降水补给，对施工开采有影响。

涌水量〈5m3／h。

斜坡道直线段坡度14%，坡道内设缓坡段，两个缓坡段直接的距离约为350m，缓坡段长25m，坡道为0%，斜坡道掘进采用光面爆破，平硐中心线坐标为X=3769994.33、Y=37475968.928、斜坡道中心路面标高Z=1087.5m,斜坡道全长1783m,总开凿量为44130.72m3,除斜坡道硐门外其余混凝土均为C25，其中现浇C25混凝土量为2165.72m3,喷射C25混凝土2729.08m3,泥结碎石路面8601m2。

交岔段段长90m，掘进断面为39.81m2，开凿量为3582.9m3,采用d=500mm的C25混凝土封闭支护。

躲避硐室长122m，掘进断面为7.37m2，开凿量为899.14m3,采用d=300mm的C25混凝土支护。

弯道有掘进断面为28.36m2和24.33m2两种规格，其中S=28.36m2断面的弯道长58m，开凿量为1656.32m3，采用d=400mm的C25混凝土支护，S=24.33m2断面的弯道长331m，开凿量为8052.06m3采用d=150mm的C25喷射混凝土支护。

错车道长25m,掘进断面为53.66m2，开凿量为1341.5m3,采用d=500mm的C25混凝土支护;

掘进断面为46.3m2的错车道长100米，开凿量为4630m3，采用d=150mm的C25喷射混凝土支护，并加网度@800×

800mm，呈菱形布置的Q235钢筋φ=25mm、L=2500mm涨壳式锚杆配合支护，掘进断面为25.96m2的斜坡道长106m,掘进量2741.38m3,采用d=400mm的C25混凝土支护;

掘进断面为22.33m2的斜坡道长106m,掘进量2358.05m3,采用d=150mm的C25喷射混凝土支护;

并加网度@800×

800mm，呈菱形布置的Q235钢筋φ=25mm、L=2500mm涨壳式锚杆配合支护，其余845米斜坡道掘进断面为22.33m2，掘进量为18864.38m3，采用d=150mm的C25喷射混凝土支护。

二、工程量表

第三章　施工准备

1、技术准备工作

1.1、审核阅读施工图纸和技术规范，编写图纸自审记录，做好图纸会审准备。

1.2、根据设计图纸和施工合同，编制详细的施工组织设计和分部工程施工方案及重点部位的作业指导书。

1.3、结合工程施工特点为，搜集各种有关施工技术资料，编写技术管理办法和实施细则。

1.4、提交劳动力、设备、施工用料、工程材料进场计划。

经审批后各业务部门落实。

1.5、作好各种材料试验委托、砼配合比设计、原材料送检等试验工作。

2、施工现场准备工作

2.1、根据总平面规划及现场实际情况，计算施工用水用电量，确定供水供电方案。

2.2、对生产生活临时设施，提出使用计划，报业主审批后进行临时设施施工。

大临的搭设要求整洁、美观、统一。

2.3、做好施工场区内的临时排水及临时通道的施工。

2.4、进场计划：

中标后，我公司将在业主规定的时间内分期、分批组织人员、设备及材料进场。

3、生产设施布置

根椐斜坡道平面位置及生产场地条件，大临工程统筹考虑。

硐口布置如工具库房、值班房、供配电房、备件库，还需修建空压站（160m2）、水泥库（30m2）、搅拌站（40m2）、计量站、维修加工房（20m2）、材料库（30m2）、排班烤衣房（90m2）、办公会议室（75m2）等。

供配电站（60m2），值班室（15m2）和砂石材料场。

总的占地见附图4—1斜坡道施工工业场地布置图。

3.1、施工用电

施工用电由业主负责提供10KV高压电源至施工现场提供接点，我方装表计量使用，工地临时用电分动力用电和照明两部分，总用电容量1000KVA。

3.2、施工用水

施工用水由业主提供水源，我方用水装表计量。

3.3、生活用水

按业主提供水源计量使用。

3.4、生活大临

工地需建一定量的临时住房，以作住宿、食堂、澡堂等使用。

生活大临尽可能布置在井口工业场地外或附近。

生活设施按建筑面积300m2考虑，作为施工人员生活办公用房。

4、施工机械设备准备工作

4.1、根据工程需要，编制好施工机械进出场计划，确保施工机

具完好，具体详见表2－1主要施工机械设备表，表2－2主要监测和质检仪器表。

4.2、其它准备

编制详细的安全、质量、文明生产和环境保护实施细则及责任制。

第四章施工方案

1、施工总体方案

根据工程地质资料得知该斜坡道所通过的表土段和基岩段，地下水不是十分丰富。

对于表土段采用全断面短掘短砌、掘砌单行作业的总体施工方案；

对于基岩段确定采用机械化配套设施，全断面开挖，采用新奥法施工方式，紧跟工作面进行临时支护喷d=50mm素混凝土，随后排矸出碴，永久支护的打锚杆和二次喷射混凝土同掌子面打眼同时进行。

为了保证安全、优质、高进度的文明施工，凿岩选用YT-28手持式凿岩机凿岩，毫秒导爆管爆破，出碴选用履带式LWL-150A型挖掘装载机装岩、清底和挖沟槽，同时配奔马牌BM4010PD型6吨翻斗汽车运输排矸。

见斜坡道施工断面布置图2-1。

2、总体施工顺序

（1）按工程图：

开挖洞口自上而下开挖洞口边仰坡并及时防护，同时作好洞口范围的排水工程。

（2）按施工组织设计平整施工场地临时大临建筑，设备基础施工，设备进场安装，洞门施工等。

（3）洞门完工，施工设备设施就位后，开始进洞施工。

斜坡道内表土段的施工顺序主要如下：

开挖运输排矸打超前锚杆打注衬砌挂桩立模板输送混凝土进入下循环开

挖拆模进入下循环

斜坡道内基岩段的施工顺序主要如下：

凿岩

打注锚杆爆破通风处理

二次喷射混凝土支护

安全临时喷射混凝土支护出碴运输

3、主要工序的主要施工方法

a、斜坡道内表土段的施工方法

开挖：

使用ZL40型铲运机挖取岩土，装入BM4010PD型6吨翻斗汽车，遇较风化岩层时辅以少打眼放小炮；

排碴：

由BM4010PD型6吨翻斗汽车,经斜坡道按照甲方所指定的运输路线送到卸矸地点弃碴；

打超前锚杆：

表土段一般为松软岩土，为防止岩土塌落，自制钢支架配超前锚杆临时超前支护，一次支护长度为1.0∽2.5m具体见超前锚杆支护图3-2；

④打注衬砌挂桩：

为了使浇注斜坡道的混凝土有一定的凝固时间，而保证斜坡道掘进不停止，我公司采用独特的固定模板方式打注衬砌挂桩。

⑤立模：

采用槽钢制作钢支架，模板为金属组合钢模板，间距为1000×

1000mm。

⑥输送混凝土：

使用HBT60型混凝土输送泵，配Φ159×

5mm的输送管道，直达现浇工作面，再使用插入式振捣器捣实。

超前锚杆支护图3-2

b、斜坡道内基岩段的施工方法

（1）凿岩爆破方法：

斜坡道施工配置凿岩工6人，循环作业，配置YT-28型凿岩机4台，先行掘进导硐，导硐规格2.7*2.7m，以方便铲运机出渣为原则，超前导硐炮孔布置采用直线眼掏槽，掏槽孔深2.5m，辅助孔孔深2.3m，孔径42mm，小循环进尺1.8m-2.0m。

周边孔采用光面爆破，孔深4m，孔径42mm，小循环进尺4m。

凿岩作业前检查巷道中腰线，在工作面上标定出中线、巷道轮廓线和炮眼位置，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。

光爆眼和底眼布置在巷道轮廓线上。

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巷道轴线，控制炮孔方向，确保炮孔平行，并保证炮孔角度和深度。

掏槽眼眼口间距误差和眼底间距误差不得大于50mm，辅助眼眼口排距和行距误差不得大于50mm。

光爆眼和底眼外倾角为1～2°

，其外斜率不得大于50mm/m，眼底不超出开挖轮廓线100mm，最大不超过150mm。

采用激光指向配合常规测量仪确定斜坡道的中线和边线，利用凿岩平台（运输BM4010PD型6吨翻斗汽车的车斗作为凿岩平台）打上部炮眼，周边眼采用光面爆破参数控制眼位、眼深、角度、最小抵抗线和不耦合装药起爆方法进行控制，断面中部根据围岩情况采用不同参数的普通凿岩爆破法施工。

采用电雷管带动毫秒导爆管分组分段全断面爆破。

对涌水量大的地段适当采用防水材料进行爆破。

见断面炮眼布置图3-3及光面爆施工工艺流程图3-4。

2、爆破

爆破采用粉状乳化炸药，半秒差非电导爆管连接，电子激发器起爆。

装药前，检撬浮石，清理工作面和炮眼，查清炮孔数目和深度。

装药时，控制好各类炮孔装药量，分清导爆管段数，对号入座，光爆孔要同段起爆，装完药，孔口需堵塞。

施工时，根据工程所揭露的岩性特征，对光爆参数进行调整，控制好线装药量密度。

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。

爆破原始条件表

序号

名　　　称

单　位

参　数

备　注

１

掘进断面

m

5.1×

4.75m

5.6×

5m

2

掘进断面面积

m2

22.33

20.44

3

净断面面积

25.96

4

岩石硬度系数

f

8～10

5

凿岩设备

台

YT28

4台

6

炸药品种

粉状乳化炸药

Ø

32*200

7

雷管种类

半秒延期导爆管

8

起爆方式

电子激发器

GYGN-200F

爆破参数表

序

号

炮眼名称

眼深

（m）

眼数

（个）

长度

装药量/卷

炮眼角度

起爆顺序

联线方式

/眼

合计

1

空眼

2.5

90°

并联

掏槽眼

20

10

80

Ⅰ

辅助眼

9

72

Ⅱ

22.5

81

Ⅲ

11

27.5

99

Ⅳ

周边眼

4.0

13

52

78

88.5°

Ⅴ

合计

51

147

43

410

410×

0.15=61.5kg

预期爆破效果表

名称

单位

数量

炮眼利用率

%

87

每循环工作面进尺

小：

1.8~2大：

每循环破岩实体

m3

14.58大：

57.32

单位原岩炸药消耗量

kg/m3

1.99

每米巷道炸药消耗量

kg/m

28.23

半秒延期电雷管

个

92

每m3原岩雷管消耗量

个/m3

1.71

每米巷道雷管消耗量

个/m

22.75

每循环炮眼总长度

242

（2）装岩排碴方法：

经爆破通风洒水防尘并进行危岩处理后，下放履带装岩机和汽车进行装岩，经斜坡道运输至地面到指定地点卸矸。

在斜坡道中尽量利用各中段连通巷作为汽车调头硐室，在没有连通巷的地段，每间隔100m掘一汽车调头硐室，硐室的规格尺寸以运输汽车的大小确定（7000×

2500×

3000mm）。

断面炮眼布置图3-3

光面爆破施工工艺流程图3-4

c、通过断层破碎带的施工方法

加强超前钻孔探测预报工作，为选择支护方案及参数提供可靠依据。

严格按所设计的方案、方法及技术参数进行支护工作。

一次性按开挖断面开挖到位，实施短掘短支护尽早封闭成环的施工方案。

d、斜坡道内现浇混凝土的施工方法

1.施工准备

做好技术交底工作。

准备施工机具、施工材料，做好人员的岗前培训工作。

接通施工需要的水、电、风。

重复使用的碹胎、模板，进行检查和修整。

2.刷帮及临时支护

按设计毛断面规格，对已做完临时支护的约23m巷道分两段进行刷帮，刷帮够规格后立即进行第二次喷射混凝土临时支护（局部实施锚杆挂网）。

喷射混凝土厚度顶部100mm，两帮70mm。

临时支护混凝土强度等级C20，高于现浇混凝土强度等级C25。

3.碹胎模板组立

碹胎组立在测量人员控制下进行。

为保证施工安全和防止浇筑混凝土时胀模，在碹胎适当部位通过锚杆与巷道壁连成一体，架设牢固。

除此之外，支模时注意下列事项：

1）支模前对中、腰线进行检查，严格按中、腰线进行支模;

2）墙模板采用钢模板，碹胎内支撑采用槽钢螺栓连接，辅以圆木支撑，安设牢固，板面平整光滑，刷好隔离剂。

3）碹胎的架设与巷道中心线垂直;

4）碹胎两边拱的基点在同一水平上，碹胎架设的坡度与巷道坡度一致;

5）碹胎的间距1.2m，拱模板的强度，满足荷载要求;

6）碹胎的架设，必须牢固，碹胎的下弦不得用作工作台;

7）在倾斜巷道中架设碹胎，端头第一架碹胎必须设牢固的斜撑，碹胎之间设支撑和拉条。

8）第一次先起七架碹胎，长度7.2米，端部碹胎设牢固斜撑，墙模板端部竖厚木板紧固作混凝土遮挡。

9）钢模板的端头与碹胎的中线重合，随着浇筑的不断进行，钢模板依次上行码放，上下模板之间用卡勾连接紧固。

4.混凝土浇筑

本工程混凝土采用现浇砼支护和喷射砼支护，浇筑混凝土前，先对基础内的杂物进行清理。

浇筑时，从两墙对称分层依次进行，每层浇筑厚度控制在400mm左右，用插入式振捣器充分振捣。

浇筑拱部混凝土时，同时由两侧起拱线向中心对浇，当遇拱顶间距小无法泵送混凝土时采用人工用铁锹填堵捣实，最后封顶部位位于拱顶正中。

砌体与岩帮之间的空间充填严实。

拱部砌体与岩帮之间的空间部分用毛石、木垛或其它材料充填接顶，作为缓冲层。

对于钢筋混凝土支护，先将钢筋加工好设计形状，后在硐内搭设脚手架架立钢筋进行绑扎，绑扎完毕并验收合格后再进行支模。

5.养护

混凝土浇筑完成12h后即开始喷水养护，每天一次，7d后结束。

6.拆模

规范规定，巷道模板和碹胎的拆模期，应根据混凝土、砂浆强度和围岩压力大小确定。

浇灌混凝土的拆模期不宜少于5d。

根据本工程的实际情况，从施工安全和保证工程质量角度出发，尽量缩短拆模时间，加快施工进度。

e、斜坡道内喷射砼的施工方法

（1）喷射砼支护方法：

按新奥法原理，紧跟工作面进行第一层喷射砼支护，厚度控制在5cm㎝之内。

中间辅助支护项目及第二喷层施喷时间和距离等参数视围岩变形情况而定，一般与斜坡道掌子面打眼同时进行打注锚杆和二次喷射混凝土。

喷射砼通过井口拌料，汽车运料，喷射机随工作面的推进而在洞内距掌子面一定距离移动，喷射手可在车斗上喷上部巷道顶壁。

喷射混凝土原料经井口搅拌机配料，由汽车运输至支护点，再由TK961型湿式喷浆机喷至巷道壁面。

第五章辅助系统

一、排矸作业

斜坡道掘进的碴石，直接由装岩机和铲运机装车，经主、副井到地面排放。

对破碎硐室部分碴石和5#溜井，成品矿仓以及下部硐室的碴石，设置保护平台、矸石仓和振动漏斗，利用-520皮带运输系统，经主井到地面排放。

二、通风除尘工作

2.1、设置通风措施的原因

2.1.1、该斜坡道主巷道长1783m，独头掘进，斜坡道净断面面积为20.44m2，斜坡道弯道净断面面积为22.3m2，错车道净断面面积为43.69m2因此只能采用φ600风筒压入式通风，通风阻力大。

2.1.2、硐内通风阻力大，炮后排烟时间长，施工作业空气环境恶劣，直接影响施工人员健康和安全。

2.1.3、硐内通风阻力大，通风不能达到快速、通畅，硐内施工机械设备和人员效率低。

2.1.4、拟设置通风措施的作用：

由于该斜坡道主巷道长1783m，独头掘进，只能采用φ600风筒压入式通风，通风阻力大，拟设置通风措施，解决下列问题：

1.4.1、减少硐内通风阻力，保证硐内通风快速、通畅。

1.4.2、改善硐内施工作业空气环境，确保工程施工人员健康和安全，提高机械设备效率。

1.4.3、减少掌子面单循环排烟时间，加快施工掘进速度。

2.2、斜坡道施工通风存在的主要问题

2.1、在斜坡道施工中产生的有害物质有：

伴随施工产生的和爆破后产生的气体、内燃机械排放的气体以及粉尘等。

该斜坡道采用光面爆破开挖、无轨运输系统出渣。

一次爆破的炸药量大，爆破后有害气体发生量大；

内燃机械在巷道作业，排放的有害气体污染全巷道，巷道内温度危害日渐显露。

2.2、巷道内的需风量，按稀释爆破产生炮烟的风量、稀释铲运机和运输车辆排放气体的风量以及排尘所需的风量，取其最大值在加上巷道内作业人员所需的通风量而得。

斜坡道开挖净断面有43.69m2、22.3m2、20.44m2三种断面，需要的新鲜风量大；

独头通风距离长，主巷道全长2551.343m，需要的新鲜风量大；

加之采用无轨运输出渣，施工通风需风量为无轨运输内燃机械需风量所控制，对独头巷道施工而言是非常难于实现的。

2.3、通风管路沿程阻力大。

该斜坡道有两处急转弯，增加了风筒阻力；

目前公司引进的风筒通常每节长度为10m，造成了风筒之间接茬处漏风系数加大，增加了风压损失；

而矿运机械斯特尔卡车外形高为2.6m，而把风筒悬挂在巷道正拱顶考虑，风筒直径为600mm，悬挂高度100mm~200mm，风筒与卡车的距离为600mm~500mm的安全距离，风筒布置困难，斯特尔卡车经常刮坏风筒，也增加了风压损失。

因此，选择合理的通风方案，对施工龙首矿贫矿开发辅助斜坡道尤为必要，并为我公司施工长距离独头巷道提供技术参考。

2.3、通风方案确定

按斜坡道内同时施工的最多人数、一次性爆破所需要排除的炮烟和内燃机械设备总功率分别计算，取其中最大值作为控制风量。

2.3.1.按井下同时工作的最多人数计算，每人每分钟供风量不得小于4m3/min，考虑工作面同时工作人数，n=10人。

按作业面人数为10人计算风量：

Q=4m3/min×

n

=4m3/min×

=40m3/min=0.67m3/s

2.3.2独头工作面污浊空气的成分主要是爆破后的泡烟及各种作业工序所产生的粉尘，故局部通风所需风量是以排出泡烟和粉尘作为计算依据：

按排出泡烟计算风量

Q=

Q——压入式通风风量，m3/s。

t——通风时间，s。

A——一次爆破炸药消耗量，Kg。

A=97Kg。

L0——独头巷道长度，m。

L0=100m（最长距离计算）

S——巷道断面面积，m2。

S=19.317m2（巷道断面面积）

计算：

Q=

×

=4.569m3/s

2.3.3按排尘风速计算风量：

——排尘风速，一般取0.15~0.25m3/s

Q=0.25×

19.317

Q=4.83m3/s=289.8m3/min

2.3.4按单位功率风量指标计算风量，所需风量按同时作业台数，每马力每分钟供风量3m3。

所需风量：

（按辅助斜坡道月进尺60m/月，日进尺2.0m/日，日出毛石量70m3，

Qs=

N=N1f1+N2f2+N3f3

Qs——矿井排除柴油设备废气需风量，m3/s。

qs——柴油设备单位功率风量指标，4.08m3/Kw.min

N——矿井内各种柴油设备作业时间比例计算的功率总数。

KW。

N1、N2、N3——各种柴油设备额定功率，KW。

6m3铲运机=202KW。

斯特尔卡车=203KW。

f1、f2、f3——工作时间系数，即设备在井下每小时作业时间百分比。

%。

12小时工作制6m3铲运机2/12小时。

斯特尔卡车1/12小时

N=N1f1+N2f2+N3f3

=202×

+203×

=50.58KW

=

=3.44m3/s=206m3/min

根据上述计算得出：

Qmax=4.83m3/s=289.8m3/min为最大工作面需风量。

2.3.5局扇供风量与风压计算：

按排尘风速计算局扇供风量：

Qmax=4.83m3/s=289.8m3/min

2.3.6局扇供风量

由于风筒存在漏风，局扇供风量

Qf=

Qs——局扇供风量，m3/s。

Q0——风筒末端风量，m3/s。

φ——风筒漏风风量备用系数可用百米漏风率来表示。

φ=

L——风筒长度m。

——风筒百米漏风率。

柔性风筒百米漏风率：

风筒直径D=600mm，每节风筒长度L=10m，多反边接头百米漏风率

=0.03（查采矿手册表33-12）。

=4.55

压入式局扇供风量：

Qf=

=4.55×

4.83m3/s

=21.98m3/s

2.3.7风筒风阻R

R=R1+R2+R3

=137.14

R——风筒风阻，

。

R1——风筒摩擦风阻，

R3