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矿井建设项目副立井井筒暖风道及出口连接处工程施工方案78页
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其他施工
上传人:职z****i 编号:999702 2024-09-04 78页 2.45MB
1、矿井建设项目副立井井筒暖风道及出口、连接处工程施工方案编 制: 审 核: 批 准: 版 本 号: ESZAQDGF001 编制单位: 编 制: 审 核: 批 准: 二XX年X月 目 录第一章 工程概况3第一节 设计概况3一、地理和交通位置3二、井筒设计概况3第二节 井筒地质及测量工作4一、地层4二、煤层7三、水文地质8四、构造9五、测量工作9第三节 施工准备工作9一、五通一平工作9二、工业广场布置及凿井措施工程10三、地面供料系统10第二章 井筒施工10第一节 施工方案选择及井筒揭煤与防治水10一、施工方案选择10二、井筒揭煤防突方案11三、井筒防治水方案12第二节 施工方法13一、掘进13二2、装岩13三、提升、排矸14四、支护14第三节 表土段施工14一、锁口施工14二、正常表土段施工(981m)14第四节 基岩段施工16一、掘进16二、装岩19三、提升、排矸19四、支护19第五节 通风211.按人数计算:222.按最低风速计算:223.按稀释、排除炮烟所需风量计算:22第三章 凿井辅助系统和设施23第一节 简述23一、提升23二、排水25三、压风25四、排矸26五、放炮电缆26六、井架26七、封口盘26八、吊盘26九、砌壁模板27十、混凝土输送27十一、安全梯27一、主提升设备选型计算28二、副提升设备选型计算30三、吊盘悬吊设施选择计算32m=Qz/(Fx+HOPSB)34四3、模板悬吊设施选择计算34五、伞钻夺钩计算34六、吊泵悬吊设施选型计算35七、放炮电缆36八、转水电缆36九、压风管悬吊计算37十、安全梯37第三节 供 电38一、总体供电38二、主要供电设备选择38三、照明、通讯、信号、爆破、接地、防雷39负荷统计表41第四章 劳动组织及进度指标44一、劳动组织44劳动力配备表44二、进度指标45第五章 质量保证体系及技术措施46第一节 质量保证体系46一、质量管理责任制46二、施工质量的过程控制47三、施工质量检测47第二节 质量标准及技术措施48一、质量标准48二、质量保证技术措施49第六章 安全技术措施54第一节 安全保证体系54一、总则54二、组织措4、施54第二节 安全技术措施56一、表土段施工56二、基岩施工56第七章 文明生产标准70一、文明生产要求70二、系列化标准71第八章 工期保证措施71第九章 环境管理72一、环境方针:72二、环境目标;72三、控制措施:72 第一章 工程概况第一节 设计概况一、地理和交通位置XX矿井位于山西省中南部的XX、XX和XX交界处,主体位于XX县境内,矿区为一不规则的长条形,南北最长16 km,东西宽15km,行政区划隶属XX县的李元、XX、XX、XX和XX县唐城、XX北平等乡镇管辖。工业广场位于矿区中部的XXXX一带,沿XX河岸布置,交通运输条件良好。自XX村至XX县城建有三级公路,距离约20km,5、交通运输条件较为便利。二、井筒设计概况XX矿井副立井井筒设计永久锁口标高+1033.500m,井筒中心坐标为X=4037245.000,Y=19609896.000,井底标高+190.000m,井深874.5 m(含井底水窝31m),净直径8.5m。081m为表土段及基岩风化带,采用双层钢筋混凝土井壁结构,井壁厚度为750mm,(其中09m预留井颈段临时采用红砖支护,壁厚1000mm); 81m601m基岩段采用单层钢筋混凝土井壁结构,井壁厚度750mm;601m874.5m基岩段采用双层钢筋混凝土井壁结构,井壁厚度850mm。井筒休息室3个,标高分别位于标高+862.000m,+634.006、0m,+418.000m;净断面:20002500mm,混凝土支护,壁厚350mm,深2350mm。暖风道、管子道、安全出口、梁窝、井筒与井底车场连接处见另出图纸。井筒及相关工程特征单位数量备注XX矿井副立井井筒1井口坐标Xm4037245.000Ym19609896.000Zm+1033.500永久锁口标高2井筒净直径m8.53提升方位角115400车场连接处方位角4井筒净断面积m256.755表土厚度m816设计段长表土段m81基岩段m793.57支护方式表土段临时支护用红砖砌筑,厚度1000mm基岩段单层钢筋砼、双层钢筋砼,标号C50,1-1,2-2,3-3断面8井壁厚度表土段mm1007、0临时支护用红砖砌筑基岩段mm750/850在井筒支护含三个壁座9掘进断面表土段m286.5510基岩段m278.54;81.711-1、2-2、3-3断面11井筒全深m874.5井底水窝31m12井筒装备罐笼及其设施、梯子间、各种管路13临时腰泵房m施工单位自行设计14暖风道、管子道、安全出口、梁窝、井筒与井底车场连接处m施工图另发第二节 井筒地质及测量工作一、地层矿区内大面积出露三叠系下统刘家沟组(T1l)地层,西侧和南北两端有部分二叠系石千峰组(P3sh)和上石盒子组(P3s)顶部地层,含煤地层即二叠系山西组(P2x)、石炭系太原组埋藏较深。根据矿区地质报告,各地层由下而上为分述于下:18、奥陶系(O)(1)上马家沟组(O2s):地质报告仅揭露该组84.19m,岩性以灰色或浅灰色巨厚层的石灰岩、白云岩为主,夹有泥岩薄层,一般为块状层理,局部具变形层理,并夹有石膏层。(2)峰峰组(O2f):平均厚度95.88 m,本组地层以浅灰色巨厚层状的石灰岩为主,夹有中厚层的白云岩和泥质灰岩,局部含角砾,裂隙多被方解石脉充填,此层段含石膏层厚度2.410m。2、石炭系(C)(1)本溪组(C2b):该组厚度变化在之间,平均29.24m,由灰-深灰色厚层状的铝土质泥岩、砂质泥岩、薄层细粒砂岩和1-3层石灰岩组成。本组中夹有0-2层薄煤,均不可采。(2)太原组(C2t):该组厚度变化在之间,平均19、22.66m,岩性以深灰-灰黑色的泥岩、砂质泥岩、粉砂岩和石灰岩为主,含煤6-12层。3、二叠系(P)(1)山西组(C3s):该组厚度变化在之间,平均32.95m,岩性主要由深灰-灰黑色的泥岩、砂质泥岩、粉砂岩和煤层组成,本组中含有主要可采的2号煤层和基本全区可采的1号煤层,此外还有2-4层不稳定的薄煤层。(2)下统下石盒子组(P1x):该组厚度变化在之间,平均107.03m,本组岩性由浅灰-灰色薄层砂岩或中厚层细粒砂岩、泥岩、砂质泥岩和铝质泥岩组成,(3)上统上石盒子组(P3s)该组厚度变化在405.30m488.30m之间,平均460.77m,岩性主要为紫色、灰绿色巨厚层状的泥岩、铝质泥岩10、砂质泥岩和灰白色的中粗粒砂岩,依据岩性结合特征本组可分为三段:下段:从K10砂岩底-K12砂岩底,厚度介于178.50m225.10m间,平均厚度200.60m。中段:厚度介于67.35m113.30m间,平均厚度92.89m。主要岩性为紫红色或灰绿色巨厚层的泥岩、砂质泥岩与灰白色的中粗粒砂岩互层,底部的K12标志层厚1.4512.8m,平均5.91m。上段:在本区西北部的狼尾禾南岸及西南部的蔺河东侧有分布,厚116.00205.95m,平均167.49m。岩性主要为黄绿色中粗粒砂岩、局部为含砾粗粒砂岩和灰紫、紫红、黄绿、灰绿色的砂质泥岩、泥岩。(3)上统石千峰组(P3sh)该层厚度变化在111、15.25m166.10m之间,平均146.24m,可分为两段:下段:分布于西北部的狼尾禾南岸及西南部的蔺河东侧。底界K14砂岩为浅灰绿色巨厚层状的中粒砂岩,厚1.30m16.15m,平均6.04m。本段厚39.15m66.10m,平均52.55m,与下伏上石盒子组为整合接触。上段:底部为紫红色分泥岩夹似层状的淡水灰岩,富含钙质结核,往上渐变为泥岩,并夹暗紫、紫红色的中、细粒砂岩,本段厚58.10m109.25m,平均86.55m。4、三叠系(T)(1)下统刘家沟组(T1l) 在矿区范围内大面积出露,厚度在435.10473.9m之间,平均450.26m,岩性主要有浅红色、紫红色薄-中厚层状细12、粒砂岩,成分以石英、长石为主,次棱角状,分选较好,胶结物主要为铁质、硅质,局部砂岩中含同生砂岩球,并夹有紫红色的薄层状的粉砂岩。(2)下统和尚沟组(T1h):分布于矿区中部和东南部一带,厚度为160-170m,主要岩性为红色、紫红色泥岩、砂质泥岩及粉砂岩,底部为薄层砂质泥岩和细粒砂岩互层,向上过渡为厚层的泥岩夹细粒砂岩。本组与下伏刘家沟组地层整合接触。井检孔揭露情况资料:(附井检孔地质柱状图)1、石炭系太原组:该组深度在824.34883.15m之间,岩层厚度58.81m,岩性以、砂质泥岩、粉砂岩、细砂岩和石灰岩组成,含煤两层,煤层厚度0.95m。2、二叠系(1)山西组:该组深度在777.9513、824.34m之间,岩层厚度46.39m,岩性主要由泥岩、砂质泥岩、细砂岩、中粒砂岩组成,含煤三层,煤层厚度分别这0.85m、1.3m和0.30m。(2)下统下石盒子组:该组深度在656.20777.95m之间,岩层厚度121.75m,本组岩性由浅灰-灰色薄层砂岩或中厚层细粒砂岩、泥岩、砂质泥岩和铝质泥岩组成,(3)上统上石盒子组:该组深度在193.25656.20m之间,岩层厚度462.95m,岩性主要为紫色、灰绿色巨厚层状的砂质泥岩和灰白色的中粗粒砂岩。(4)上统石千峰组:该组深度在55.56193.25m之间,岩层厚137.69m,岩性主要为厚层状的泥岩、砂质泥岩和细粒砂岩、中粗粒砂岩。14、3、三叠系刘家沟组 :该组深度在6.455.56m之间,岩层厚49.16m,岩性主要为风带和细粒砂岩。4、第四系表土层:该组深度在06.4m之间,岩层厚6.4m,二、煤层井田内含煤地层石炭系中统本溪组、上统太原组、山西组及二叠系下统的下石盒子组。主要含煤段为山西组和太原组,共含煤22层。1、山西组(C3s):地层总厚度平均为32.95m,含煤3-6层,煤层总厚度在2.26-6.01m之间,平均4.5m。(1)1号煤层:煤厚在0-2.3m之间,平均1.11m,煤层结构简单,一般不含夹矸。变异系数50%,厚度较稳定,属全区可采的煤层。(2)2号煤层:煤厚在0-4.15m之间,平均2.34m,局部含15、有夹矸。属稳定煤层。2、太原组(C3t):地层总厚度平均为122.66m,含煤13层,煤层总厚度在3.01-10.83m之间,平均9.75m。含有9+10煤层及11号煤层。三、水文地质1、地下水类型根据地下水的赋存条件、水理性质和水动力特征,将区内地下水类型划分为碳酸盐岩类岩溶裂隙水,碎屑岩夹碳酸岩盐岩溶裂隙水,碎屑岩裂隙水,松散岩类孔隙水。2、主要隔水层分别为:石炭系中统11号煤层底板隔水层。厚度,阻隔底板灰岩水对上覆煤层的影响。石炭系上统太原组上段隔水层。为2号煤层底板良好的隔水 。二叠系、三叠系砂岩层间隔水层。阻了隔了各含水层间的水力联系。3、主要含水层间的补、径、排条件第四系松散含水层16、接受大气降水补给、排泄、径流不明显。二叠系、三叠系砂岩裂隙水除接受大气降水补给外还接受其它含水层的补给。太原组、山西组、下石盒子组含水层主要接受上覆含水层的微弱越流补给。奥陶系中统峰峰组岩溶裂隙不发育。上马家沟组岩溶裂隙水发育,但远离补给区。四、构造XX煤矿位于沁水煤田中段郭道-XX近南北向褶带西翼,沁安普查区东侧,与区域总体构造形态基本一致。井田总体呈一倾向南东的单斜构造。井田内其它构造很少,几条小断层落差和延伸距离较小。矿区内没有发现陷落柱,据区域资料本区也不存在岩浆侵入体,总体上评述为构造复杂程度为简单类型。五、测量工作1、井筒中心和十字中线基点标定。利用矿区近井点,按地面一级导线的精度17、要求实地标定井筒中心和十字中线的坐标方位角,并独立进行两次,井筒十字中线的垂直误差不得超过10。井筒每侧的基点不少于3个,并且每侧至少有一个点能直接向提升平台上标定十字中线。2、井筒中心投点和导入高程。投点:井筒开掘小于300m时,采用16#铁丝下线投点,当深度大于300m时,采用1.2mm高强度钢丝投点,铁丝和钢丝不得有弯曲、破折和打结,下放到工作面后悬挂垂球必须符合规程规定;悬挂完垂球后,必须进行自由悬挂检查,在井筒施工过程中要定期检查井筒中心点位的准确性,若偏差超过5mm,应立即纠正。导入标高:采用长钢尺法导入标高,长钢尺由50m钢尺铆接而成;铆接前每把钢尺均应进行比长,长钢尺下放到位置18、后,悬挂10kg垂球,并测计温度,结果加入尺长温度,拉力和钢尺自重等四项改正。导入标高独立进行两次,钢尺错动在1m以上读数,两次读数结果互差不得超过规程规定。第三节 施工准备工作一、五通一平工作1、交通:通往XX矿井工业广场的道路,满足施工要求。2、供电:由矿方将6000v高压双回路电源引至工业广场,满足井筒施工需要。在工业广场设临时变电所,满足所有高低压用电需求。3、供水:设水源井,满足施工期间用水需要。4、通讯:安装一部当地固定电话、配合手机,形成对外通讯网络。5、排水:在工业广场建沉淀池,施工及生活废水排到甲方指定地点。6、广场平整:开工前,首先平整工业广场,保证井筒开工前各项设备及大临19、工程的到位提供方便。二、工业广场布置及凿井措施工程根据工业广场现场情况,提升方位角115400,主提升绞车布置在西北侧,副提升绞车位于井筒东南侧,变电所、压风机房、砼搅拌站等布置在井筒西南侧,材料库、办公室等布置在井口东北侧。压风机房、提升绞车房采用钢屋架彩板结构。三、地面供料系统在井筒施工期间,其地面供料系统采用集中搅拌砼供料的方法,在井筒合适位置布置砼搅拌站。料场占地面积为300m2,料场场地平整后,地面须进行硬化。第二章 井筒施工第一节 施工方案选择及井筒揭煤与防治水一、施工方案选择根据井筒技术特征及设备配备,确定采用立井机械化配套装备、短段掘砌混合作业的施工方案。采用SJZ6.9型伞钻20、打眼,两套单钩提升,主提为2JKZ-3.6/13.23型矿井提升机,副提JKZ3.23/18.4型矿井提升机,吊桶分别采用5 m3、4 m3座钩式吊桶。井架采用型钢管井架,HZ-6B中心回转抓岩机,砌壁采用金属整体下移式模板,有效段高4m,输送混凝土采用3m3底卸式吊桶。二、井筒揭煤防突方案XX矿井为高瓦斯矿井,根据井检孔地质资料,井筒施工揭露3层煤,煤层厚为1.3m、0.3m、0.95m、0.95m,垂深分别在806.56m、814.33m、840.00m、847.45m。根据防治煤瓦斯突出规定,在揭煤前必须采取防突措施,井筒施工揭煤防突方案为:探煤根据井检孔地质资料,当井筒掘进至距煤层顶板21、距离分别为10m时,分二次在工作面打2个穿透煤层全厚并进入煤层底板岩石不小于0.5米的前探取芯钻孔,第一次探1.3m、0.3m煤层,第二次探0.95m、0.95m煤层,并详细记录岩芯资料,准确确定煤层层位。测定煤层初始瓦斯压力及瓦斯含量(预测)在工作面掘进煤层顶板距离分别为10m时,在工作面施工两个测压孔,对煤层进行初始瓦斯压力测定和瓦斯含量测定,测压打钻的同时,取煤样进行化验以收集煤层参数。煤层瓦斯压力P或瓦斯含量W的临界值判定:P0.74 MPa且W8 m3/t 无突出危险区P0.74 MPa或W8 m3/t 突出危险区属于突出危险区域,必须采取区域防突措施并且进行区域措施效果检验。经过效22、果检验仍为突出危险区的,必须继续进行或者补充实施区域防突措施。防突措施当煤层测压超过规定值时,则在工作面施工至距煤层顶板距离为7米时,先在工作面施工钻孔,测定煤层瓦斯排放半径;向前掘进至岩柱剩余5m,施工瓦斯排放孔,钻孔直径取95mm,区域防突措施对井筒揭煤处轮廓线外15米范围内的煤层进行瓦斯排放。措施的效果检验防突措施执行完成后进行措施效果检验,若经检验指标不超,继续向前施工,保留2m短探孔超前距,以保证工作面与煤顶板的垂距不小于1.5m。若经过检验指标超标或检验钻孔有突出预兆时,停止向前施工,必须重新执行防突措施,并经效果检验有效后,方可进行掘进作业。效果检验采取测定煤层残余瓦斯压力和煤层23、残余瓦斯含量指标法。当瓦斯压力P0.74MPa或瓦斯含量W8m3/t时,说明本区域为无突出危险区,否则,即为突出危险区,措施无效。检验期间发生喷孔、顶钻及其他突出预兆时,判定该区域仍属突出危险区,必须增加钻孔数量和延长排放时间,直至效果检验指标不超为止。对揭煤区域煤层防突措施进行检验时,布置4个检验测试点,采用MK-4型液压钻机施工效检孔,孔径为95mm,分别位于钻孔控制区域的中部和周边,周边检验测试点位于控制区域内距边缘不大于2m的范围。揭煤当掘进到与煤顶板垂距1.5米时,再次对煤层进行工作面防突措施效果检验,检验参数不超方可组织揭煤,揭煤采用全断面一次性爆破。其它措施防突措施效果检验指标合24、格后,在工作面利用措施钻孔对煤层进行注浆加固,并采取超前支护措施,严防煤层跨落诱发突出,达到效果后方可进行下一步工作。井筒揭穿煤层时,提前编制专项安全技术措施报批。三、井筒防治水方案井筒施工期间整体治水方案为:采用以工作面和壁后注浆为主,以机械排水为辅的治水方案,减少井筒涌水对施工的影响。根据甲方提供的井筒地质柱状图及有关资料分析,井筒所穿过的主要含水层为三叠系刘家沟砂岩裂隙含水层、二叠系石千峰组砂岩裂隙含水层、二叠系各煤层顶板砂岩裂隙含水层,整个矿井砂岩裂隙含水层正常涌水量约200m3/h。因此,在施工期间必须严格执行“有疑必探,先探后掘”的防治水原则。为了加快施工进度,确保工程质量,结合我25、公司的施工经验及技术水平,对涌水量较大的含水层(10m3以上)采用工作面预注浆进行封水。对涌水量不大的含水层(10m3以下)施工后随吊盘下移进行壁后注浆封水。井筒注浆时,提前编制专项安全技术措施报批。井筒排水方案为:当井筒涌水量小于10m3时, 工作面的水用风泵抽至吊桶内,由吊桶提升排至地面。当涌水量大于10m3时,进行注浆封水。注浆前的排水采用如下方法:预先在井筒内悬臂固定一趟1596排水管,在井筒中布置一台80DGL-757型吊泵,在井深450m之内,吊泵直接将水排至地面;在井深450m之后,在450 m位置设一腰泵房,泵房内设两台D46-5012型水泵,水从工作面用吊泵排至腰泵房,然后从26、泵房排至地面,形成分段接力排水。腰泵房规格为:宽高=40003000(4900)mm,半圆拱形断面,深度12.24m。第二节 施工方法一、掘进采用SJZ6.9型6臂伞钻打眼,中深孔光面爆破,电雷管配合导爆管起爆,炸药选用水胶炸药,起爆电源为380V交流电,炮眼深度4.0m,炮眼利用率90.0%,有效进尺3.6m。二、装岩采用一套HZ-6B中心回转抓岩机装岩。三、提升、排矸提升采用两套单钩系统,主提为2JKZ-3.6/13.23型矿井提升机,副提为JKZ3.23/18.4型矿井提升机,两台绞车均采用单钩提升,主要提升矸石吊桶,矸石吊桶分别采用5m3、4m3座钩式吊桶。座钩式自动翻矸,井架设双向矸27、石仓,地面排矸采用汽车将矸石运到甲方指定地点。四、支护模板采用MJY-8580 mm型整体下移液压伸缩式金属模板,全高为4.2m,有效段高4m;采用现浇砼,风动振动器捣固,模板采用4台稳车单独悬吊,过不稳定岩层时应先进行临时支护,然后再砌砼,防止片帮。井口设一套混凝土集中搅拌系统,双套搅拌机搅拌砼,输送混凝土采用3m3底卸式吊桶。第三节 表土段施工表土段支护段长63.5m,标高从+1033.500+952.500m。主要揭露土层为粘土和风化岩。施工顺序:井筒从标高+1042.5开挖11.6m-由下往上绑扎钢筋1.6m(钢筋上端须留设钢筋接头,其长度不小于40d)-由下往上浇注砼1.6m-由下往28、上砌砖10.0m-临时锁口-向下正常施工,具体施工方法如下:一、锁口施工井筒锁口标高根据工业广场布置取+1033.500m,临时锁口采用红砖砌筑,壁厚1000mm,砌壁高度9.0m,锁口梁直接放在砖砌井壁上,四周空隙部分用红砖砌壁,待井筒施工结束后进行暖风道、永久锁口施工(另见土建施工图)。锁口施工采用机械配人工挖掘。二、正常表土段施工(981m)1、掘进:采用人工风镐配合小型挖掘机掘进。开挖按1.6m一段,先挖中间部分,段高符合要求后再刷扩井帮到设计规格。掘进过程中遇大块岩石,用风镐破碎,尽量避免井下放炮崩大块,防止放炮震动诱发片帮现象发生。先沿井筒中部用风镐下掘,暂预留距井壁不小于1.2m29、的土层支托上部井壁,中部掘够一段高(1.6m或3.2m)后,再以对角分区式的方法依次刷扩井帮到设计规格。采用208mm钢管穿木鞋顶柱1216根支撑上部井壁,防止下沉。2、装岩:前期采用人工配合小型挖掘机装岩,待吊盘安装后采用小型挖掘机配合HZ-6B型中心回转抓岩机装岩。3、提升、排矸:采用2JK-3.6/13.23型JKZ3.23/18.4型矿井提升机配5.0m3、4m3吊桶提升,地面用汽车将矸石排到甲方指定的临时排矸地点。4、通风:通风采用245KW对旋风机一级,配1000mm胶质风筒,压入式通风。5、支护:临时一次支护:采用井圈背板一次支护,井圈间距700mm,背板选用10槽钢。当井帮土体30、稳定时背板间距500mm,全断面铺设6-150150 mm钢筋焊接网。当井帮有涌水土体不稳定时采用密集背板封闭全断面。井圈间距可以根据土质及侧压情况调整。永久支护:采用双层钢筋砼支护,支护厚度:750mm,砼强度为C50,竖向筋选用25mm螺纹钢筋,环向筋选用25mm螺纹钢筋,联系筋为12mm级光圆钢筋。竖向筋及环向筋间距均为300m,联系筋间距600mm。内层钢筋保护层均为50mm,内外层钢筋保护层均为70mm。混凝土中应掺入JQ型防水剂,其掺入量应根据使用说明而定,设计暂按40kg/ m3估算。 钢筋搭接每次必须预留与下一段井壁的接茬钢筋。 根据土质、风化基岩的整体性与稳定性,按1.6m或31、3.2m段高短掘短砌,须采取必要的防井筒下沉措施。根据土体、风化基岩的整体性与稳定性情况均匀打设816根208mm钢管穿木鞋顶柱,支撑上部井壁。 在表土段施工过程中,采取相应措施,以增加井壁的外摩擦力。井筒砌壁:采用金属整体下移模板,支护段高1.6m或3.2m。在地面布置砼搅拌站,采用3m3底卸式吊桶输送混凝土,在模板上搭设工作台,均匀对称流入模板,砼标号为C50。第四节 基岩段施工基岩段支护段长793.5m,从+952.5m+159.0m。掘进荒径为10/10.2m,穿过的岩层以砂质泥岩、泥岩、砂岩为主,施工方案采用立井机械化配套设备,短段掘砌混合作业方式,段高4.8m。一、掘进1、钻眼爆破32、:采用SJZ6.9型6臂伞钻打眼,中深孔光面爆破。正常基岩段采用反向装药结构,电雷管配合导爆管起爆,炸药选用二级水胶炸药。揭穿赋存瓦斯地质构造带或煤层时,采用正向装药结构,毫秒延期电雷管起爆,三级水胶炸药,起爆电源为380V交流电。2、爆破图表:岩石硬度系数按f=68考虑,炮眼深度4.0m,炮眼利用率按90%计,循环进尺为3.6m。采用一二阶直眼掏槽方式,单位原岩炸药消耗量小于2.3kg/m3控制。选用水胶炸药,规格为45400mm,每卷重0.8kg,以此确定各炮眼装药量。装药结构为连续偶合装药,反向爆破,联线方式为大并联(附爆破图表)。基岩段爆破原始条件瓦斯情况掘进断面78.54m2/81.33、71m2普氏系数f=68钻眼机具SJZ6.9型伞钻炸药类别矿用水胶炸药雷管类别毫秒延期电雷管或半秒延期导爆管基岩段爆破参数图表(2-2)序号炮眼名称眼深(m)圈径(m)眼数(个)眼距(mm)装药量(kg)起爆顺序联线方式备注卷 /孔小计16一阶掏槽4.21.26600636大并联f=46。选用45400mm水胶药卷,0.8kg/卷。采用反向装药。如岩性变化,可适当调整爆破参数。718二阶掏槽4.22.4126026721956一圈辅助4.05.63878051905784二圈辅助4.07.228806411285118三圈辅助4.08.8348124136119170周边眼4.110.052634、004208合计688.8171754卷603.2kg预期爆破效果表(2-2)序号名 称单位数量备注1炮眼深度m4.02炮眼利用率%90.03循环进尺m3.64每循环爆破实体岩石m3282.75每循环炸药消耗量kg603.26每循环电雷管消耗量发177每循环导爆管消耗量发1708单位原岩炸药消耗量kg/m32.139每米井筒炸药消耗量kg/m167.610每循环炮眼长度m688.811爆破正规循环率%9012月爆破循环次数个/月29.0基岩段爆破参数图表(3-3)序号炮眼名称眼深(m)圈径(m)眼数(个)眼距(mm)装药量(kg)起爆顺序联线方式备注卷 /孔小计16一阶掏槽4.21.2660035、636大并联f=46。选用45400mm水胶药卷,0.8kg/卷。采用反向装药。如岩性变化,可适当调整爆破参数。718二阶掏槽4.22.4126026721956一圈辅助4.05.63878051905784二圈辅助4.07.228806411285118三圈辅助4.08.8348124136119171周边眼4.110.0536004212合计692.9171758卷606.4kg预期爆破效果表(3-3)序号名 称单位数量备注1炮眼深度m4.02炮眼利用率%90.03循环进尺m3.64每循环爆破实体岩石m3294.25每循环炸药消耗量kg606.46每循环电雷管消耗量发177每循环导爆管消耗36、量发1718单位原岩炸药消耗量kg/m32.069每米井筒炸药消耗量kg/m167.610每循环炮眼长度m692.911爆破正规循环率%9012月爆破循环次数个/月29.0过厚层砂岩段或稳定性较差的岩层或煤层时,由施工项目部根据揭露岩石具体情况确定爆破循环进尺,编制专项爆破说明书。二、装岩采用HZ-6B中心回转抓岩机装岩,其实际生产能力为:5060m3/h,可满足提升要求。三、提升、排矸提升采用双套单钩系统,主提为2JKZ-3.6/13.23型矿井提升机,副提为JKZ3.23/18.4型矿井提升机,分别配5m3、4m3,座钩式自动翻矸,井架设双向矸石仓,地面用汽车将矸石运到排矸地点。四、支护基37、岩-采用双层钢筋砼支护,壁厚T=750mm,砼强度均为C50。基岩-段采用单层钢筋砼支护,井壁厚度T=750mm,砼强度均为C50。-采用双层钢筋砼支护,壁厚T=850mm,砼强度均为C50。-采用素砼支护,厚度T=850mm。混凝土制作、浇捣要求:要求采用强度与混凝土等级相匹配的符合国家标准的硅酸盐水泥;采用纯净的粒中河砂,含泥量不得超过3%(按重量计);采用坚硬的碎石或卵石,需用水冲洗,泥土杂物含量不大于1%(按重量计);拌制混凝土的水不应含有油脂、糖类等有害杂质,不许使用污水、酸性水。混凝土应做试块作为确定混凝土强度的依据,在入模浇灌后须用机械振捣,使其密实,不得有蜂窝、麻面。为保证混凝38、土有较高的强度、抗腐蚀性信防水性能,在砌壁混凝土中应掺入JQ型防水剂,其掺入量应根据使用说明而定,设计暂按40kg/ m3估算。井筒施工遇易破碎岩层时,可根据具体情况采取加强支护等措施,为保证安全施工,采用锚网喷临时支护。锚网喷支护参数:采用201800mm树脂锚杆,锚杆间距:800800mn,Z2335树脂药卷,3卷/根,注意施工时应根据岩层的走向及倾向具体确定锚杆眼的角度,以达到最佳效果。金属网采用6mm钢筋制作,网孔150150mm。喷浆强度C20。砌壁采用金属整体下移模板,模板全高4.2m,有效高度4m。接茬采用砼,风动振动器捣固,模板采用4台稳车单独悬吊。砼在地面布置砼搅拌站制作,输39、送混凝土采用3m3底卸式吊桶。在模板上搭设工作台,均匀对称流入模板。五、循环图表根据井筒施工装备及进度安排,施工每个循环31个小时,循环进尺4.8m,正规循环率按90%计,综合每月平均进尺100m。(附基岩段掘砌循环图表)。六、腰泵房施工根据井筒深度及排水设备选型,决定在井筒累深450m位置施工一个临时腰泵房,以满足井筒向下施工排水需要。腰泵房设计方位为主提升提升方位,半圆拱形断面,规格为:宽高深=40003000(4900)12240mm,采用锚网加素砼支护,T=400mm。若实际揭露层位不理想,可适当调整硐室位置或对休息硐室适当配筋。腰泵房当随井筒一次掘砌施工。当井筒施工接近腰泵房顶板时应40、调整浇注混凝土段高,以利于腰泵房随井筒一次立模浇注砌壁支护。要求施工单位提前编制专项施工措施。第五节 通风该井筒施工期间应做好井筒施工的通风工作,增大工作面风量,缩短放炮的排烟时间,对治理瓦斯、加快井筒施工速度具有重要意义。一、通风方式通风系统图井筒施工采用局部通风机压入式通风,即在地面安设两台245kw对旋风机,井筒内靠帮敷设一趟1000mm胶质风筒,压入式通风。风筒固定在悬壁梁上,风筒接头必须牢固。吊盘下风筒采用反压边,用10铁丝连接固定,采用铁丝尾端固定风筒圈或吊环鼻,中间敷设25mm尼龙绳,防止胶质风筒脱节伤人。二、通风计算1.按人数计算:Q=4N=420=80.0m3/min2.按最41、低风速计算:Q=60VS=600.1556.75=510.75m3/min3.按稀释、排除炮烟所需风量计算:Q=7.8A(SL)21/3/T=7.8606.4(56.75100)21/3/30=700m3/min式中:N掘进工作面同时工作的最多人数;T掘进巷道的放炮后通风时间,取30min;V井巷允许最低风速,岩巷取0.15m/s,煤巷取0.25m/ s;A井筒掘进工作面一次爆破的最大炸药量,kg;L掘进巷道的通风长度,m。S井筒净断面积,m2。S净=56.75m2。由以上计算工作面最大需风量为700m3/min,选用两台245kw对旋风机,一台正常工作,另一台备用。245kw对旋风机性能:风42、量:500800m3/min;全压:12006800/Pa。第三章 凿井辅助系统和设施第一节 简述一、提升井筒凿井期间, 采用主、副两套提升系统。主提升绞车位于井筒西北侧,选用2JKZ3.6/13.23型矿井提升机。副提升绞车位于井筒东南侧,选用JKZ-3.23/18.4型矿井提升机。两台绞车均采用单钩提升,主要提升矸石吊桶。矸石吊桶分别采用5m3、4m3座钩式吊桶。主提升绞车除提升吊桶外,还提升打眼用的国产SJZ6.9型伞钻,主提升绞车(二次改绞后提升罐笼)。提升机技术性能及相关的位置、数据:1、主提升机:(1)型号: 2JKZ3.6/13.23,卷筒直径3.6m,个数:2个,宽度1.85m43、,钢丝绳最大静张力:20T,最大静张力差:18T。最大提升高度(以直径43mm钢丝绳计算):一层:455m 二层:1009m。减速机型号::ZHLR-170,传动比:13.23,电动机型号:YR800-12 功率: 2800KW 转速:490rpm 钢丝绳速度7.0m/s。(2)主提升钢丝绳选为:187-43-170-特-不旋转钢丝绳。(3)提升机安装位置:该提升机布置在井筒西北侧,绞车滚筒中心线与提升中心线重合,提升中心线向西偏离井筒中心线580 mm,提升机主轴距井筒提升中心的水平距离52m,钢丝绳弦长57.7m,吊桶提升时最大内外偏角均为12621。(4)提升天轮选用3000 mm一套,44、钩头采用11T钩头,钩头上方设保护伞。 2、副提升机: (1)型号: JKZ3.23/18.4,卷筒直径3.2m,个数:1个,宽度3m,钢丝绳最大静张力:18T。最大提升高度(以直径43mm钢丝绳计算):一层:640m 二层:1289m。减速机型号:XL-3,传动比:18.4,电动机型号:YR630-10 功率: 1250KW 转速:591rpm 钢丝绳速度5.38m/s。(2)副提升钢丝绳选为:187-43-170-特-不旋转钢丝绳。 (3)提升机安装位置: 该提升机布置在井筒东南侧,绞车中心线和井筒中心线重合,提升中心线向西偏离井筒中心线 580mm,提升机主轴距井筒提升中心的水平距离5145、m,钢丝绳弦长56.7m,吊桶提升时最大内偏角为04651,最大外偏角为05834。(4)提升天轮选用3000 mm一套,钩头采用11T钩头,钩头上方设保护伞。3、主、副提升机提升能力如下表:井深(m)主提(m3)副提(m3)10069.0069.0015063.2463.2420058.3958.3925054.2454.2430050.6350.6335047.4847.4840043.5943.5945040.2840.2850037.8837.8855034.5534.5560030.4930.4970027.2827.2880025.5525.5590023.1223.124、SJZ46、6.9型伞钻技术规格如下: 型号:SJZ6.9 ,全高:7.5m ,收拢后外接园直径:1.8m 重量:8吨,最大耗风量:60m3/min,动臂个数:6个,配用凿岩机型号:YGZ-70。二、排水当井筒涌水量小于10m3时, 工作面的水用风泵抽至吊桶内,由吊桶提升排至地面。当涌水量大于10m3时,进行注浆封水。注浆前的排水采用如下方法:预先在井壁上悬臂固定一趟1596排水管,在井筒中布置一台80DGL-757型吊泵,在井深450m之内,吊泵直接将水排至地面;在井深450m之后,在450 m位置设一腰泵房,泵房内设两台D46-5012型水泵,水从工作面用吊泵排至腰泵房,然后从泵房排至地面,形成分段接47、力排水。三、压风1、空气压缩机的选择伞钻耗风量60m3/min,一台风泵耗风量5m3/min,则总耗风量为Q=q式中管网漏风系数,取1.1风动机械磨损使耗风量增加的系数,取1.1高原修正系数,取1.05风动机具同时使用系数,取0.9q风动工具耗风量,65 m3/min则Q=1.11.11.050.965=74 m3/min据此,选40 m3/min空气压缩机4台, 其中1台备用。2、压风管径选择根据公式d=20Q=2074=172mm又查表可得最小管径为118mm,经综合考虑,在井筒内悬吊一趟1596高分子聚乙烯管做为压风管,悬吊稳车为2JZ-10/800型一台,悬吊钢丝绳为619-26-1548、5钢丝绳,悬吊天轮为双800 mm。由地面压风机房向井下供风。压风机房布置四台WW-40/8 m3压风机。技术规格如下:WW40/8空气压缩机:排气量40 m3/min, 排气压力0.8Mpa 电机功率:250kw,电压6000v.四、排矸 采用伞钻凿眼爆破后,矸石由HZ-6B型中心回转式抓岩机装岩,装至5m3或4m3吊桶内,利用主、副提升绞车提至地面,在井架二层台采用座钩式自动翻矸,地面用汽车接矸运走。五、放炮电缆 放炮电缆单独悬吊,电缆型号是325+110型矿用阻燃电缆,悬吊钢丝绳187-21.5-170-不旋转,悬吊天轮800 mm,JZ-10/800型稳车悬吊。六、井架凿井井架选用型钢49、管井架,技术特征:主体架角柱跨距:1616m 天轮平台尺寸:7.57.5m 井架高度:26.274 卸矸台高度:10m 井架自重:74T 允许过卷高度:6m七、封口盘 封口盘采用钢结构,主梁采用I45工字钢,副梁采用I45、I20工字钢,井盖门用20槽钢制成整体式。锁口盘各孔口均设金属盖门,封口盘各处缝隙堵严。八、吊盘 1、吊盘为双层钢结构,外径8300 mm,上、下层间距3.6m,上、下层间设立柱6根,上层盘主、副梁由28a#工字钢和槽钢制成,下层盘由32a#工字钢和槽钢制成。上、下层均铺设5网纹钢板。2、悬吊点设在下层盘,吊盘用6根钢丝绳悬吊。其中吊盘选用2根619-46-185-交互捻(50、左1右1)钢丝绳悬吊,稳绳选用67-34.5-155-重要-交互捻钢丝绳4根(左2右2)。 3、吊盘悬吊天轮: 1000 mm 2个,凿井绞车JZ-25/1300型2台。稳绳悬吊天轮: 800 mm 4个,凿井绞车JZ-16/1000型4台. 4、悬挂吊盘的钢丝绳按二根绳承重受力计算。5、上层盘为保护盘,下层盘为工作盘。下层盘设HZ- 6B型中心回转抓岩机两台,上层盘设0.11m3汽绞车1台。信号系统设在下层盘。井壁固定的排水管、风筒均站在下盘上安装。 6、吊盘各孔设盖板,井壁固定管路处的缺口设栅栏,高1.2m。九、砌壁模板 1、模板采用MJY-8580 mm型整体下移液压伸缩式金属模板,整个51、模板由10010010槽钢做骨架、8钢板做外模板组合而成,上部设12个浇注口,下部开两个人孔。模板伸缩口用丁字板封挡,设液压油缸7个。 2、模板全高4200mm,自重28吨,有效高度4000mm,用4根绳悬吊,悬吊钢丝绳型号为619-34-155- 重要-交互捻 。 3、悬吊天轮采用800 天轮4套,凿井绞车选用4台JZ-16/1000型稳车。十、混凝土输送输送混凝土采用3m3底卸式吊桶。十一、安全梯安全梯采用JZA2-5/1000型专用稳车悬吊,安全梯不过吊盘,始终位于吊盘上方,吊盘以下设钢丝绳软梯,梯子间距400mm,平时放在吊盘上,在紧急情况下,软梯从吊盘放至井底,井底工作人员可通过软梯52、安全梯升井。 第二节 吊挂设施选型计算一、主提升设备选型计算 钢丝绳的选择:(1) 悬吊荷重Q0的计算:Q=Q吊+Q滑+Q钩=1690+218+215=2123kg (吊桶为5m3)Q=Q吊+Q滑+Q钩=1530+218+215=1963kg (吊桶为4m3)Q物=kmVTBg+0.9(1-1/ks) VTBsh式中: km-吊桶装满系数,取0.9 VTB -标准吊桶容积,取m3 g-岩石松散容量,取1600kg/m3 Ks -岩石松散系数,取1.8 sh -水容重,取1000kg/m3 由此可计算出 5m3吊桶提物时:5m3吊桶提物时:Q物=0.951600+0.9(1-1/1.8)51053、00=9200kgQ0=Q+Q物=2123+9200=11323kg4m3吊桶提物时:Q物=0.941600+0.9(1-1/1.8)41000=7360kgQ0=Q+Q物=1963+7360=9323kg(2)钢丝绳最大悬垂高度H0:H0=875.8+24.2=900 m(3)钢丝绳单位长度重量Ps:Ps=Q0/(110B/ma-H0) 式中:ma:钢丝绳安全系数。=11323/(110170/7.5-900)=7.1kg/m(4) 选择钢丝绳:选187-43-170-特不旋转钢丝绳,其技术特征为:ds=43mm,s=2.8mm,Qz=131500kgf,PSB=7.25kg/m(5) 钢丝54、绳安全系数校核:提物时:m=QZ/(Q0+PSB.H0)5m3吊桶提物770m井深时:m=131500/(11323+7.25794.2) =7.7 7.5 符合要求 4m3吊桶提物全井深时:m=131500/(9323+7.25900) =8.3 7.5 符合要求提人时:m=131500/(2123+1275+7. 25900)=13.7 9 符合要求 天轮选择:由条件:(1) D60ds=6043=2580mm. (2) D900s=9002.8=2520mm选提升天轮2500mm,1个。 验算提升机强度: 由FjQ0+PSB.H0式中:Fj-提升机主轴强度要求允许的钢丝绳最大静张力5m355、吊桶提770m井深时:悬吊总荷重为Q0+PSB.H0=11323+7.25794.2=17081kgFch=18000kg 17081kg 符合要求4m3吊桶提全井深时:悬吊总荷重为Q0+PSB.H0=9323+7.25900=15848kgFch=18000kg 15848kg 符合要求 提升机电动机功率验算:5m3吊桶提770m深时:由 P=FgVmB/102CP=170817.0/(1020.85)=1379kw4m3吊桶提全井深时:由 P=FgVmB/102CP=158487.0/(1020.85)=1280kw可知:2800kw电机可满足要求。二、副提升设备选型计算 钢丝绳的选择:(56、1) 悬吊荷重Q0的计算:Q=Q吊+Q滑+Q钩=1690+218+215=2123kg (吊桶为5m3)Q=Q吊+Q滑+Q钩=1530+218+215=1963kg (吊桶为4m3)Q物=kmVTBg+0.9(1-1/ks) VTBsh式中: km-吊桶装满系数,取0.9 VTB -标准吊桶容积,取m3 g-岩石松散容量,取1600kg/m3 Ks -岩石松散系数,取1.8 sh -水容重,取1000kg/m3 由此可计算出 5m3吊桶提物时:5m3吊桶提物时:Q物=0.951600+0.9(1-1/1.8)51000=9200kgQ0=Q+Q物=2123+9200=11323kg4m3吊桶提57、物时:Q物=0.941600+0.9(1-1/1.8)41000=7360kgQ0=Q+Q物=1963+7360=9323kg(2)钢丝绳最大悬垂高度H0:H0=875.8+24.2=900 m(3)钢丝绳单位长度重量Ps:Ps=Q0/(110B/ma-H0) 式中:ma:钢丝绳安全系数。=11323/(110170/7.5-900)=7.1kg/m(4) 选择钢丝绳:选187-43-170-特不旋转钢丝绳,其技术特征为:ds=43mm,s=2.8mm,Qz=131500kgf,PSB=7.25kg/m(5) 钢丝绳安全系数校核:提物时:m=QZ/(Q0+PSB.H0)5m3吊桶提物770m井58、深时:m=131500/(11323+7.25794.2) =7.7 7.5 符合要求 4m3吊桶提物全井深时:m=131500/(9323+7.25900) =8.3 7.5 符合要求提人时:m=131500/(2123+1275+7. 25900)=13.7 9 符合要求 天轮选择:由条件:(1) D60ds=6043=2580mm. (2) D900s=9002.8=2520mm选提升天轮3000mm,1个。 验算提升机强度: 由FjQ0+PSB.H0式中:Fj-提升机主轴强度要求允许的钢丝绳最大静张力5m3吊桶提770m井深时:悬吊总荷重为Q0+PSB.H0=11323+7.2579459、.2 =7.7 7.5Fch=18000kg 17081kg 符合要求4m3吊桶提全井深时:悬吊总荷重为Q0+PSB.H0=9323+7.25900=15848kgFch=18000kg 15848kg 符合要求 提升机电动机功率验算:5m3吊桶提770m深时:由 P=FgVmB/102CP=170815.38/(1020.85)=1060kw4m3吊桶提全井深时:由 P=FgVmB/102CP=158485.38/(1020.85)=983.5kw可知:1250kw电机可满足要求5. 主、副吊桶的换用见下表项目主提副提井深采用吊桶采用吊桶0770m5m35m3770876m4m34m36.提60、升3m3底卸式吊桶验算(1)、钢丝绳安全系数 Q0= Q吊+Q滑+Q钩+Q物=1450+218+215+24003=9083 kgm=QZ/(Q0+PSB.H0) =131500/(9083+7.25900) =8.42 7.5 符合要求(2)、验算提升机强度:Q0+PSB.H0=9083+7.25900=15608kgFch=18000kg 15608kg 符合要求(3)提升机电动机功率验算:由 P1=FgVmB/102C=159087/(1020.85)=1285kw2800 kwP2=FgVmB/102C=159085.38/(1020.85)=988kw1250 kw可知:均满足要求。61、三、吊盘悬吊设施选择计算1、基本参数:(1)、吊盘自重:Q盘=12000 kg (2)、HZ-6抓岩机在工作时重量:9037kg (3)、分风器、风水带重: Q风=500 kg (4)、汽绞车重量:Q汽=650 kg (5)、工作人(8人,75kg/人)重量:Q人=600 kg(6)、信号、照明、通讯电缆及附件重 Q电=1320 kg说明:电缆型号ZR-KVV32-142.5,每米重1.3kg,卡子按1kg/6m。2、吊盘绳选择计算,按二分之一吊盘重加上一根电缆选择计算:(1)、钢丝绳端荷: Q0=(Q盘+2Q抓+Q风+Q汽+Q人)/2 + Q缆=(12000+90372+500+650+6062、0)/2+1320=17232kg (2)、 钢丝绳单重 Ps:Ps=Q0/(110B/m-H0)=17232/(110170/6-900)=7.7kg/m (3)、选619-46-185钢丝绳,其技术特征为:PSB=7.611kg/m, ds=46mm s=3mm QZ=149000 kgf (4)、验算安全系数:m=QZ/(Q0+PSB.H0)=149000/(17232+7.611900)=6.18 6 符合要求据此, 选619-46-185交互捻钢丝绳2根(左1、右1)做为吊盘绳。(5)、吊盘稳车选择:钢丝绳最大载荷Q0+PSB.H0=17232+7.611900=24082kg所以选63、JZ-25/1300型稳车2台,悬吊天轮1000 2个。3、稳绳选择:按矿山井巷工程施工及验收规范规定,稳绳罐道每百米的张紧力为0.81.2吨。得: Fx=(HO/100)800=(900/100)800=7200kg (1)、钢丝绳每米重量PS=Fx/(110/maHO)=7200/(110170/6900)=3.25kg/m根据验算查表选用6734.5-155-I-交互捻钢丝绳(左2、右2)PSB=4.547kg/m ds=34.5mm s=2.6mm Qz=73750kg(2)、钢丝绳安全系数校验: m=Qz/(Fx+HOPSB) 73750/(72009004.547)=6.53ma=64、6 符合要求稳绳稳车选择钢丝绳最大载荷Q0+PSB.H0=90009004.547=13092kg所以选JZ-16/1000型稳车4台,悬吊天轮800 4个。四、模板悬吊设施选择计算1、悬吊钢丝绳选择计算: (1)、模板重:Q=28000 kg (2)、终端荷重:Q0=Q/4=7000 kg(3)、计算钢丝绳单重Ps:Ps=Q0/(110B/m-H0)=7000/(110155/6-900)=3.6kg/m(4)、选 619-34-155-I-交互捻钢丝绳,其技术特征为:PSB=4.093kg/m ds=34mm s=2.2mm Qz=67100kgf (5)、验算安全系数:m=Qz/(Q0+65、PSBH0)=67100/(7000+4.093900)=6.28 6 合格。2、模板稳车选择钢丝绳最大载荷Q0+PSB.H0=7000+4.093900=10684kg所以选JZ-16/1000 凿井稳车4台,800天轮4套。五、伞钻夺钩计算1、悬吊钢丝绳选择计算: (1)伞钻自重:Q=7800 kg , (2)终端荷重:Q0=7000+35=7835 kg 每副卡子按5kg计算,共7副(3)计算钢丝绳单重Ps:Ps=Q0/(110B/m-H0)=7835/(110170/6-900)=3.53kg/m (4)选 187-31-170-不旋转钢丝绳,其技术特征为:PSB=3.699kg/m 66、ds=31mm s=2.0mm Qz=67250 kgf (5)验算安全系数:m=Qz/(Q0+PSBH0)=67250/(7835+3.699900)=6.02 符合要求2、选凿井稳车选用1台JZ-16/1000型稳车,800mm天轮1套。六、吊泵悬吊设施选型计算1、选用的吊泵技术规格如下:型号:80DGL-757 ,额定流量:50m3/h ,额定扬程:525m,电机功率150kw,电压380v/660v。 悬吊钢丝绳选择:基本数据:a.吊泵及吸水管重:Q1=3520 kgb.排水管为1084.5无缝钢管,管路(含水及附件)单重:25.1 kg/ m,管路长度:500m,管路总重:Q2=2567、.1500=12550 kg.吊泵动力电缆每米重:5.031 kg/m, 电缆悬重 Q3=5005.031=2516kg.人员及工具重:Q4=100 kg绳端荷重:Q0=(Q1+Q2+Q3+Q4)/2=(3520+12550+2516+100)/2=9343kg钢丝绳每米重量PS:Ps=Q0/(110B /m-H0)=9343/(110170/6-900)=4.21kg/m选619-40-155-I-交互捻钢丝绳,左右捻各一根。其技术特征为:PSB=5.717kg/m ds=40mm s=2.6mm Qz=93750 kgf3.验算安全系数:m=Qz/(Q0+PSBH0)=93750/(93468、3+5.717900)=6. 47 6 符合要求4.吊泵稳车选择钢丝绳最大载荷Q0+PSB.H0=9343+5.717900=14488kg所以选2JZ-16/1000型凿井稳车1台。5.由式:D120ds =2040=800mm. D2300s =3002.6=780mm故选双800mm悬吊天轮一套。七、放炮电缆放炮电缆型号MY325+110,单重1.965kg/m,选用187-21.5-170-特不旋转钢丝绳悬吊,其技术特征为:PSB=1.813kg/m ds=21.5mm s=1.4mm Qz=32950 kgf计算安全系数m=32950/(1.965900+9000.5/6+1.81369、900)=9.4大于5,安全系数合格.选用一台JZ-10/800型凿井稳车悬吊,悬吊天轮600mm一套。八、转水电缆悬吊钢丝绳选择计算: 电缆自重:Q=4.75900=4275kg, 终端荷重:Q0=4275+153=4428 kg 每副卡子按1kg计算,共900/6=150副. 计算钢丝绳单重Ps:Ps=Q0/(110B/m-H0)=4428/(110170/5-900)=1.56 kg/m 选 187-23-170-特钢丝绳,其技术特征为:ds=23mm,s=1.5mm,Qz=37800kgf,PSB=2.081kg/m 验算安全系数:m=Qz/(Q0+PSBH0)=37800/(442070、+2.081900)= 6.01 5 符合要求2.凿井绞车选择钢丝绳最大静张力F=4428+2.081900=6301 kg据此,选JZ-10/800型凿井绞车1台。3.凿井天轮选择:选用800mm单槽悬吊轮1个。九、压风管悬吊计算1、悬吊钢丝绳选择计算:(1) 15910超高分子钠米聚乙烯管自重:5kg /m,(2)终端荷重:Q=5876+87662=4672 kg 每6m一副卡子,每副卡子按2kg计算。(3)计算钢丝绳单重Ps:Ps=Q/(110B/m-H0)=4672/(110155/6-900)=2.4 kg/m(4)选 619-26-155钢丝绳两根(左一右一),其技术特征为:ds=71、26mm,s=1.7mm,Qz=40050kgf,PS=2.444kg/m(5)验算安全系数:m=Qz/(Q+PSH0)=40050/(4672+2.444900)=5.8 5 符合要求2、悬吊天轮选双槽800mm型1套,凿井绞车选2JZ-10/800型一台。十、安全梯根据规定设计安装一套安全梯悬吊装置,一旦出现长时间停电井下所有人员在安全梯上站好后,采用敲击法与地面联系,使用地面安装的安全梯稳车将井下人员提至吊盘或提至地面。稳车群安装一台发电机,在停电时,保证通风和安全梯稳车的正常运行。1、钢丝绳选型(1)钢丝绳悬吊荷重:QO= Q梯+Q卡+Q绳+Q销+Q连接板+Q缓+Q人=1427.18372、kg(2)所需钢丝绳单重:Ps=Qo/(110B/m aHO)= 1427.183/(110155/6900) =1427.183/19420.73kg/m根据计算选用18726155I钢丝绳1根,PSB=2.673kg/m Qz=44300kg ds=26mm s=1.7mm(3)安全系数校验m=Qz/(QO+PSB.H0)=44300/(1427.183+2.673900)=11.9ma=6 符合要求2凿井绞车选型:根据悬吊的荷重,选用JZA2-5/1000型稳车一台。HJ=Q总=QO +PSBHO=1427+2.673900=3833Fjmax=5000kg 满足要求3天轮选型:选用8073、0mm单槽天轮1个,满足要求。 第三节 供 电一、总体供电在井口设临时变电所,来满足凿井期间的供电需求。临时变电所设高压盘12块,分别为:电源二块,仪表盘二块,绞车两块、变压器两块、压风机三块、备用一块。另设低压盘8块,满足所有低压用电需求。高、低压供电系统图见附图。二、主要供电设备选择1、用电负荷统计,见负荷统计表。2、按照负荷统计表统计的数字,根据实际生产情况,出碴时负荷最大,投入高压负荷为6000v:4730KW(含变压器容量)。3、变电所设备选型,见选型表。4、变压器选择:地面变压器主要提供380V用电负荷,根据统计,负荷最多为753.9kw0.7=528 kw,据此,选SJ-630/74、6/0.4KVA变压器一台。井下变压器选用KSJ-500/6/0.66KVA变压器一台,采用三相四线制,中性点接零不接地。三、照明、通讯、信号、爆破、接地、防雷1、场所照明车房照明采用厂房防眩灯,井口及井底工作面照明选用DGC175/127型投光灯,其中井口设4台投光灯,置于二层台下面井架四角,供井口作业照明;二层设2台投光灯,供翻矸照明用;井底工作面照明选用3台投光灯,置于下层盘。吊盘上用KB-100型防爆灯做辅助照明,矿灯做保安照明。2、 提升信号系统随吊盘绳下一趟ZR-KVV32-142.5控制电缆,供井下照明和信号使用,信号系统采用井底工作面(或吊盘)井口绞车房逐级传递,由于该井筒设双75、钩提升,因此主提采用电笛、闪灯信号,副提采用电铃、闪灯信号。井口设信号房二个,专用转换开关控制主、副提升绞车的换向回路。绞车房与井口设置四套工业电视监控系统,绞车司机可以监视井口的提升及二层台翻矸情况。3、井筒爆破井筒爆破利用380V电源,通过MY325+110型放炮电缆,点燃毫秒电雷管引爆火药,爆破工作面岩石。专用稳车悬吊放炮电缆,悬吊天轮与井架绝缘,防止漏电。4、接地保护系统场区内的变电所、压风机房、绞车房内的电气设备的外壳,集中放置三台以上的(含3台)电气设备外壳,井架等均应设接地或接零保护。如:电机、变压器、开关及其它电气设备的底座和外壳;电气设备的传动装置;电流互感器、电压互感器的二76、次线圈;室内、室外酏电装置的金属架及靠带电部分的金属遮栏、金属门等;配电盘与控制操作台等的框架;电缆接头盒的外壳及电缆的金属外皮;架空线路的金属杆塔等;接地施工应符合下列要求:清除土壤杂物,接地扁铁敷设前应矫正,在直线段上不应有明显的弯曲;每一电气设备接地线均应单独与接地干线或接地网连接;接地线应设有为测量接地电阻而预留的断开点,携带式接地线应采用裸铜软线,截面应符合短路时热稳定的要求,一般不小于252;接地装置的布置,应尽量使其降低接触电压和跨步电压的数值;中性点不直接地的电力系统中,作为监视对地绝缘的电压互感器,一次侧之中性点,应直接接地;接地保护或接零保护的接地体与建筑物及人行道的最小距77、离,一般不小于1.5米。5、防雷保护井架的四个角应设置高度不小于6m的避雷针,根部采用-404扁铁,并联后引至地面主接地极。变电所仪表盘内设一组FS3-10型避雷器,用于防雷保护。负荷统计表序号设备名称台数单台容量( kw )总容量( kw )电压( v )1主 提升机12800280060002副提升机11250125060003变压器各1630、50011306000440m3压风机325075060005绞车房低压220403806凿井绞车(单25吨)245903807凿井绞车(单16吨)9302703808凿井绞车(单10吨)222443809凿井绞车(双16吨)1555538010凿78、井绞车(双10吨)1424238011安全梯稳车1222238012搅 拌 站152.552.538013调度绞车611.468.438014机械加工1202038015照明及生活1505022016吊 泵115015066017水 泵1160160660局 扇245290660合计10000v:4730kw 380v:703.9kw 220v:50kw 660V:400KWXX矿井副立井电缆明细表型 号长 度用 途YJLV32-335500m6主、副绞车、压风机电源线ZR-KVV32-142.51100m照明、信号、通讯MY-3251101000m放炮MY-370125300m稳车群MY-379、25110400m绞车、稳车配线MY-370125800m井口电源 转水电缆MY-31616300m风电、搅拌机等MCP-370116361100m吊泵电源XX矿井副立井钢丝绳明细表 设 计 规 格数量(根)长 度用 途备 注187-43-170-重要-不旋转11050m主提升不旋转187-43-170-重要-不旋转11050m副提升不旋转619-46-170 I-交互捻21050m2吊盘绳左1、右167-34.5-155- I-交互捻41050m4稳绳左2、右2619-40-155-I-交互捻21050m2吊泵左1、右1619-34-155-I-交互捻41050m4模板左2、右2619-2680、-155-I-交互捻21050m2压风左1、右1187-21.5-170-重要-不旋转11050m放炮不旋转187-23-170-重要-不旋转1550m转水不旋转187-31-170-重要-不旋转11050m夺钩不旋转187-26-155-I -重要-不旋转11050m安全梯不旋转XX矿井副立井施工设备明细表序号名 称型 号单位数量备 注1金属井架型钢管座12提升绞车2JKZ-3.6/13.23台13提升绞车JKZ-3.2/18.4台14凿井绞车JZ-25/1300台25凿井绞车JZ-16/1000台96凿井绞车2JZ-16/1000台17凿井绞车2JZ-10/800台18凿井绞车JZ-10/81、800台29安全梯稳车JZA2-5/1000台110压风机WW-40/8台411提升天轮3000mm套212悬吊天轮双800mm、套213悬吊天轮800mm个1014悬吊天轮600mm个115悬吊天轮1000mm个216抓 岩 机HZ-6B台217伞 钻SJZ6.9台118吊 桶4m3、5m3、(3 m3底卸)个各219钩 头11吨个220调度绞车JD-11.4台621局 扇245kw台222搅 拌 站双JS-1000、PL-1600 套123电 焊 机17Kw台224变压器SJ-630/6/0.4kvA台125变压器KSJ-500/6/0.66 kvA台126低爆开关DW80-350台62782、低爆开关QC83-80N台628低爆开关QC83-80台529综保开关2.5kv kvA 台330水 泵D46-5012台231吊 泵80DGL-757套132发电机DSM100-4P1台133瓦斯监控系统套134高压开关柜GG-1A-07S台1235低压开关柜PGL1台836铲车50台137自卸车8 T台338皮卡车1.5T台139合 计台115第四章 劳动组织及进度指标一、劳动组织根据现行管理体制,本工程实行项目管理制,项目经理部对工程施工组织管理工作全面负责,岗位工种实行“三八”作业制,其他工种实行专业化管理,滚班作业。劳动力配备表工种各阶段劳动力人数备注准备期基岩段掘砌工5050信号工83、918把钩工69绞车工612抓岩机司机33瓦斯检查员33质检员33压风工33机修工88电工66汽车司机23材料员22测量工22炊事员22管理人员55其他34合计113132二、进度指标施工准备期40天,表土段-施工40m,三盘吊挂安装完毕,达到连续快速施工标准;-双层钢筋表土段余41m,80m/月,预计工期15天;-单层钢筋基岩段520m,平均进度105m/月,预计工期152天;-双层钢筋基岩段274.8m,平均进度95m/月,预计工期87天;临时腰泵房预计工期2天;休息硐室3个期预计4天;7.井底连接处、管子道、风道、安全出口、梁窝暂无施工图纸,施工工期另外计算;XX矿井副立井施工总工期3084、0天。第五章 质量保证体系及技术措施第一节 质量保证体系我公司通过科学管理,2005年已通过了ISO 9001质量管理体系认证。一、质量管理责任制项目经理:是工程项目的第一负责人,对工程质量方针目的制定与质量体系的建立和有效运转全面负责。成立安全质量检查组,负责本项目工程安全、质量的监督检查。技术副经理:在项目经理的直接领导下,对工程质量工作进行具体的组织管理和指导;对工程质量负技术责任。负责技术交底工作并在施工中认真检查贯彻,经常检查各班组施工现场操作情况。对违反操作规程和施工措施的的及时予以纠正。机电副经理:负责项目部施工机械、电气设备的管理工作建立机械设备技术档案,负责安装工程施工组织及85、质量管理工作。生产副经理:是工程一线的直接组织者和管理者,对施工工程质量有直接责任。组织领导班组严格按图纸、作业规程、操作规程进行施工,并经常检查督促。供应负责人:保证施工计划提出品种规格、要求质量及数量定时供应,并对原材料的质量负责,对不合格的材料严禁入库、严禁投入使用。工长、班组长:对本班组的工程质量全面负责,上岗时必须佩带经校验的测试工具,认真开展自检活动,杜绝不合格产品出现。操作人员:坚持按图施工,严把质量关,以每一道质量来保证工程质量,对不合格材料坚决不用,对不合格的工序不交班,对不合格的工程不交工,对因工程质量而造成的质量事故负具体操作责任。二、施工质量的过程控制全过程控制针对施工86、中的全部工艺环节,对保证工程质量和易发生质量事故的过程必须建立事前、事中、事后的质量保证检测系统,预防质量事故的发生。详见事前、事中、事后质量保证体系图。分项及工序质量控制分项工程每道工序的质量控制是全过程控制的关键,其质量结果的优劣,直接影响的分部、单位工程的工程质量。为此,必须从每道工序抓起,严把每道工序的质量关。三、施工质量检测进场使用的测量仪器,必须合格。必须定期检测,砼计量配料机必须校验合格,方可投入使用。原材料检验试验:原材料质量的好坏,关系到整个工程的质量,因此必须对进场的每一批次材料进行检测,并提供相关检测资料。对每一批次进场材料进行外观质量评定。必须使用同一厂家生产的水泥,每87、批次进场的水泥,都必须进行抽检试验。如果一批次进场的水泥大于100t,则每100t水泥抽查试验一组。进场的砂、碎石,不同产地、厂家生产的无论数量多少,都必须抽检试验。同一产地、厂家生产的砂、碎石,每200m3需抽检试验一组。不同厂家生产的每批次进场的不同规格的钢材,都必须进行钢材力学试验和钢材化学分析试验。砼、砂浆试验不同强度等级的砼、砂浆都必须分别进行配合比试验,使用不同产地的砂石料,必须进行不同的配合比试验。按规定做好砼试验:井筒、巷道每2030m,不得少于1组,试块每组三块,规格150150150mm。每安装300根锚杆,必须抽检3根,进行拉拔试验。所有原材料、砼、锚杆都必须随机取样进行88、试验。试验设备:ML-20型锚杆拉力计,砼弹性回弹仪。第二节 质量标准及技术措施一、质量标准掘进(基岩段)合格 掘进半径 -30+150mm;模板模板到岩面的距离合格 不小于设计50mm;支护净半径:合格 4250+50mm;壁厚:合格 局部不小于设计50mm;表面质量:合格 无明显裂隙,一平方米范围内蜂窝、空洞等不超过2处;壁后充填:合格 充填基本饱满密实,无明显空帮现象;接茬(限值):不大于30mm。表面平整度(限值):不大于10mm。二、质量保证技术措施建立严格的质量检查验收制度,实行班日检,项目部旬检,处月检制。坚持“百年大计,质量第一”的方针,严格按设计及施工措施施工,凡施工中出现质89、量事故,要严格追究当事者的责任。井筒净半径不大于设计50mm,不小于设计,砼表面质量符合“规范”要求。井壁防水程度,建成后总淋水量不大于5m3/h。砼强度达到设计要求,配比标号符合设计。严格按爆破图表进行施工,周边眼眼痕率不少于50%,岩帮无明显的炮震裂隙。打眼前必须下中心,按中心定眼位,并使炮眼眼底落在同一水平上。严把砌壁材料的质量关,水泥标号符合设计,砂、石子质量符合要求。严格控制砼的水灰比、配合比,各类配材均应准确计量。10.浇灌砼要四周均匀对称,每次高度不超过300mm,充分震捣。11.模板入井前先进行验收、刷油,严禁使用变形超过规定的模板。12.施工钢筋砼支护段时,为保证正常钢筋搭接90、,滑模不安装刃脚。13.模板稳好后,由技术员或验收员进行复核校对,确认无误后,方可浇筑砼。14.钢筋使用前要除锈调直,生锈严重和带有油脂的钢筋不得使用。钢筋间距误差50mm。15.施工过程中,应根据井壁粘结情况定期清理滑模并刷油,确保井壁砼的表面质量。16.脱模后应坚持洒水养护,以保证砼强度。17.井筒质量控制严格按“质量控制程序框图”执行。18.做好工程质量、隐蔽工程的原始记录,发现问题及时处理。19.工程质量目标:工程合格率100,主体工程程优良品率90以上。分项工程、工序质量控制流程图事前、事中、事后的质量保证体系图第六章 安全技术措施第一节 安全保证体系一、总则加强安全技术培训,牢固树91、立“安全第一”的思想。施工前组织全体施工人员认真学习有关立井施工的安全知识,安全规定。建立健全各项安全生产管理制度和各级人员的岗位责任制。开工前根据设计图纸和施工组织设计,编制施工作业规程和安全技术措施。井筒揭穿煤层时,提前编制专项安全技术措施报批;揭穿其他煤层时,先探明煤层赋存状况后,采取相应安全技术措施。当井筒穿过含水层必须坚持“有掘必探,先探后掘”的原则,并编制专项安全技术措施,严格落实执行,确保施工安全。对新工艺、新产品、新材料、新技术在施工过程中可能产生的危险源进行辩识及风险评价,并编写相应的控制预防措施。定期对施工运行设备进行检查、维护、保养,确保安全生产。二、组织措施项目经理:是92、工程项目的第一负责人,对安全方针、安全目标的制定与体系的建立和有效运转全面负责。驻队安全检查组:工程处成立驻队安全检查组,负责本项目工程安全的监督检查,安检组设组长一名、安检员三名。技术副经理:在项目经理的直接领导下,对本工程安全工作进行具体组织管理和技术指导;负责安全技术交底工作,对现场违犯“三大规程”的现象应及时制止,对本项目工程安全负技术责任。机电副经理:负责本项目部施工机械、电气设备的安全管理工作。生产副经理:是工程第一线的直接组织和管理者,对安全负直接责任。组织和领导班组严格按“三大规程”进行施工,并经常监督检查。工长、班组长:全面负责本班组的安全工作。操作人员:坚持按“三大规程”进93、行操作,对因“三违”所造成的事故负具体操作责任。安全管理体系网络图第二节 安全技术措施一、表土段施工 表土段施工应设置临时封口盘,其结构应符合密封严密、作业安全的要求。 表土段施工初期,井筒内应设梯子,方便人员上下。井筒施工深度超过15m,应设提升设备。深度超过40m,应设吊盘和稳绳。 应根据土质或岩石风化情况现场确定一次开挖深度,并采取必要的临时支护。 在表土段施工全过程中,应加强井口沉降观测,观测地表沉降的变形情况,当沉降严重,应采取应急措施。 在正常施工时,开挖土石的堆积和物料的存放应远离井口周围10m以外,防止滚入井内。二、基岩施工防坠物 天轮台、二层台、井口锁口盘、保护盘、工作盘等,94、一要保持严密;二要保持干净无杂物;防止坠物伤人。 井口盘上的所有间隙及绳孔都要用风筒布和皮带封严实,以防坠物伤人。 每次翻矸前,两个井盖门必须处于关闭状态。翻矸后,井口把钩工都必须把掉在锁口盘、翻矸架附近的岩块清扫干净,以防坠物伤人。 每次放炮后,由工长负责,安检员监督清扫吊盘滑模、抓岩机上的浮矸,包括法兰盘上、风带上等,吊盘上应备有水管以便冲刷,或用压风吹浮矸碎块,还应备有长杆以便捣掉浮矸。5.每段砼打完后,要及时清除模板及其它地方的石子及砼块。6.出碴使用的吊桶,严防底盘粘结石子和碴块,每次下井前及提升前都应由把钩工认真清除,严防提升过程中坠入井下伤人。7.出碴时,碴面距吊桶上沿应保持1095、0mm150mm,以防提升期间急刹车,碴块滚出吊桶坠落伤人。8.工作人员在天轮台、二层台、井口盘、吊盘及井筒设施检修时井底严禁有人工作,且不准平行作业。9.工作人员的工具都要上套,防止工作时脱手坠入井下伤人。10.工作人员每次作业完毕,都要把现场遗留的螺丝等杂物清扫干净以防其坠入井下。11.风带、信号电缆,都要设保险绳,以防坠落伤人。12.提升设备时,绳扣安全系数不少于13倍,且不准有断丝现象。13.入井棚的所有人员都要戴安全帽,防止坠物。14.高空作业人员及井筒内安装、检修人员都要佩戴保险带,乘坐吊桶人员要系保险带,保险带挂在钩头专设绳扣上,乘罐人员只准在其内佩戴或脱掉,严禁在罐外佩戴或脱掉96、保险带,保险带必须合格,破损及时更换。15.吊桶在吊盘以下下落时,由把钩工和信号工负责吹口哨通知落罐位置附近人员躲开。吊桶提升到地面时,当上下人员时,井盖门不得打开。16.从吊盘向抓岩机操作室上下时,工作人员要系保险带,保险带的另一端固定在吊盘上,同时工作人员要手抓牢,脚踏稳,以防踏空坠入井下。钻眼 所有风带绑扎牢固,风嘴要拧紧上牢并打上回扣防止脱节伤人。 领钎人员,要把钻头扎在稳定的岩石上,钎子扎稳后要及时离开,防止断钎伤人,同时严禁将钻头扎在残眼、残药上。 打眼时,先送半风打,待钎子扎稳后,再送全风推进,防止其没有扎稳摆动断钎伤人。 打眼时使用伞钻要严格按操作规程操作。A、准备工作 伞钻下97、井前,必须使用动力制动配合绞车运行。 入井前,维护人员应将各注油器加满油,并将油塞塞紧。 开动风马达,让凿岩机上下滑动,看运转是否正常,链条松紧是否合适,液压系统是否灵敏,各风、水、油、管路是否畅通,发现问题及时处理。 检查钻头,钎子和凿岩机的风路是否畅通,各种阀的手柄须置零位,以免通风后机构发生误操作,挤坏风油管路或其他部件。 将伞钻移动夺钩位置时,挂钩前必须彻底检查钻架的提升连接装置是否安全可靠,发现异常及时处理,认为无误后方可下井,在夺钩时井盖门必须关闭。B、下伞钻打眼 下井前应先通知绞车工,并和吊盘与工作面信号工取得联系,在上下盘各安排两人监护伞钻过盘,防止其到吊盘喇叭口处发生碰挂,在98、穿过喇叭口时,绞车必须慢速运行,V0.3m/s。 下放伞钻到井底约300 mm时,停止下放,放好底座,通过夺钩,将伞钻移至中央,坐于底座上,将伞钻吊正,随后接通风管和水管。 联接风管时,应先把管子里的杂物吹干净,连好后,先开液压马达,支起支撑臂,将伞钻支撑臂顶紧井壁,再将调节器升高50mm左右,整体伞钻垂直固定后,稍松提升钢丝绳,以防钻眼时,因钢丝绳伸长和凿岩机强力使钻架上下发生移动,导致支撑臂变形。 伞钻的支撑臂必须避开吊桶的通过位置,以免碰坏设备发生危险,伞钻固定好后,任何人不得随意搬动支撑臂的操作阀手柄。 打眼时应先由掏槽眼逐渐向外延伸,打眼过程中,伞钻起重环不准摘钩,同时还必须减少吊桶99、的提升次数,以确保安全施工。 当一个眼打完,钻臂移到其它眼位时,顶尖要顶紧地板,防止错位,给拔钎造成困难,钻臂在前后,左右移动时,应注意各种管路,以免损坏。 打眼过程中伞钻司机应时刻注意伞钻的工作情况和岩层变化,根据钎子钻速、排粉和凿岩机上、下跳动等情况,判断该钻头是否工作正常,当钎子转速慢,排粉不通畅时可能有以下情况:钻头脱落。炮眼偏斜。阻力过大、钎子被卡住。钎尾断。进入裂隙或泥岩层,调整之后仍不能改变凿岩机的工作状态要让维修工彻底检查处理。C、收钻升井 所有炮眼打完后,先将各动臂收拢,停在规定的位置上卸下钎杆,将凿岩机下放到较低位置,确保收拢尺寸。 操作支撑臂收缩缸使之收回最小位置落下支撑100、臂,同时,拆掉风、水管,用绳子捆好。 吊盘上、下盘安排监护人员到位监护伞钻过吊盘。 待以上工作完毕后向地面发出提升信号,先由夺钩稳车提升伞钻,再由主提升绞车夺钩,当钻架离开井底中心回到提升位置时立即停止。检查稳钻后认为无误时,方可慢速提到井上,关闭井盖门,挂上滑车钩头,松掉主钩头,伞钻滑道上的卡滑车吊住伞钻,由井口小绞车将其拉到维修位置进行检修。 伞钻打眼过程中井底设专职信号工,由信号工密切注视罐的运行情况,以防在提升时罐下到井底碰坏伞钻或压伤人员。 在打眼过程中,当罐运行到吊盘时,由吊盘信号打点将罐停在该位置,当井底伞钻钻臂移位让出提升空间,井底信号再发出下罐信号时方可下罐,同时吊盘信号发出101、敲击吊盘的声音信号警示,井底人员注意罐已在下行,由井底把钩工注视罐的运行情况,不准人员进入吊桶下落的区域。 打眼期间,当吊桶进入吊盘以下时,绞车司机要密切注视深度指示器,使其慢速运行,吊桶距井底10m时运行速度不超过0.2m/s,以防吊桶碰坏设备和压伤人员。爆破安全措施 爆破材料库必须设专人管理,持证上岗,并建立台帐和有关领、销、退等严格的管理制度,做到“帐、卡、物”相符。 雷管使用前,必须经过导通分组,否则不准发出使用,严禁使用不合格的雷管和炸药。退库雷管重新使用前,必须经过导通检查,合格后方可发出。 使用380V电源放炮,井口棚附近放炮母线、电源开关必须设木箱上锁,停送电用 QW-350开102、关,非放炮时间,变电所关闭放炮专线电,每次放炮时派专人联系送电。 装药采用反向装药结构。 引药和炸药应分别装在专用木箱内,分罐运送到井底,其运行速度不得超过1m/s,除放炮员护送外,其他人员不得乘罐。 向井下运送火药前,须将井下的信号设备打到吊盘上,并通知绞车司机和井下信号。 运送火药的罐不准接触井筒底板,罐底距底板500mm高,装药联线期间严禁罐落地。 放炮母线与金属设备接触的地方,必须用胶管隔离分开,防止杂散和感应电流通过设备传到放炮母线上。 放炮母线线头不使用时,要扭结短路。 在井底用铁丝盘绕的放炮线须缠绕在木桩上,严防接地。 装药时放炮员至少有两人在现场,引药提前做好,脚线末端必须扭结103、,不准在工作面加工引药。每次装药联线后,必须清点数量,引药数与炮眼数要相符,否则不准放炮,严防多装,漏联或丢失。 每次装药由工长或班长在现场统一指挥,并指派有经验的人员协助放炮员进行,无关人员应全部升井(除信号工)。 为防止瞎炮,在装药联线过程中必须做到: 一手拿脚线,另一手送药和炮泥,不准硬捣以防弄断脚线。 脚线基线联结要紧,严禁漏联。 分片装药,谁装药谁联线,以防漏联。 参加装药人员要熟悉联线方式,以免挂断脚线。 在吊桶附近装药时,禁止将脚线搭接在吊桶上。 装药前,要把抓岩机提到距井底板至少500mm高,装药联线后,装药人员乘坐在吊桶内(最后一罐人),抓岩机和吊桶分别提升,把抓头用保险绳和104、大抓支臂连结好,防止放炮时将其崩坏。 装好药后,要用粗砂将炮眼填实,然后用水灌实。 吹炮眼时,人员要背向炮眼,以防吹出的小物块击伤。 装药时,先用炮棍疏通炮眼,防止炮眼塌孔或掉进岩块影响装药质量。 起爆网络联线: 待所有炮眼装完后,导爆管每10个为一组收集在一起。 每一组使用2发6#或8#工业电雷管连接引爆,电雷管放置在导爆管脚线中间,用高压胶布、绑扎线或防水胶布缠紧,缠扎范围:整个电雷管长度及左右各30mm,缠绕层数不少于3层。 电雷管与导爆管脚线连接采用反向连接,电雷管尾部距导爆管脚线顶端不小于300mm。 线联好后,放炮员要对其联线情况进行检查,无误后方可升井放炮。否则,继续清点处理,防105、止漏联现象发生。 装完药人员升井后,风机停止运转,二层台上人员撤到警戒线以外地方,井盖门打开,在井架四周30m外派专人设警戒,待井棚人员撤至警线外后,由工长清点人数无误发出放炮命令,放炮员吹口哨警示,合闸放炮,放完炮后,放炮员把两个开关断开,母线从闸刀上断开扭结成短路。21. 放炮员待扫完盘后,先上吊盘断开放炮电缆和放炮员要把放炮电缆扭结短路,然后到井底检查放炮情况,发现瞎炮,重新联线引爆。22. 炮响后,通风30min以上,第一罐允许4人检查,即班长或工长、安检员、放炮员、信号工。23. 接通电源后发生拒爆时,放炮员必须切断电源,取下放炮母线,并扭结短路,锁上放炮箱等15min后沿放炮母线检106、查拒爆原因,如因连线不良造成,应重新连线放炮。 24.清底时,要注意瞎炮和残炮,遇到瞎炮和残爆时,必须严格按煤矿安全规程第342条规定,处理拒爆、残爆时,必须在班组长指导下进行。如果当班未能处理完毕,当班爆破工必须在现场向下一班爆破工交接清楚。25.处理拒爆时,必须遵守下列规定: 由于连线不良造成的拒爆,可重新连线起爆。 在距拒爆炮眼0.3m以外另打与拒爆炮眼平行的新炮眼,重新连线起爆。 严禁用镐刨或从炮眼中取出原放置的起爆药卷或从起爆药卷中拉出电雷管。不论有无残余炸药严禁将炮眼残底继续加深;严禁用打眼的方法往外掏药;严禁用压风吹拒爆(残爆)炮眼。 处理拒爆的炮眼爆炸后,爆破工必须详细检查炸落107、的煤、矸,收集未爆的电雷管。 在拒爆处理完毕以前,严禁在该地点进行与处理拒爆无关的工作。装岩排矸安全措施 抓斗装岩,必须配备专职抓岩司机,持证上岗,严格按操作规程进行操作。井底要设专人指挥抓斗运行线路,抓岩司机与指挥人员密切配合。 抓岩时,井下人员要经常观察工作面岩帮情况,设专人找帮,并采取必要的临时支护,防止片帮伤人。 出渣过程中发现瞎炮时,在瞎炮处不得用抓斗抓岩。出渣过程中,发现未爆雷管、炸药要收集返库。 抓岩机工作期间,井底人员必须站在抓斗运行区间以外,抓斗运行要稳、投点准,并随时注意工作面所有人员的位置及状态,防止抓斗伤人。落模浇注砼 落模前先检查井壁厚度是否达到设计要求,达不到应先处108、理以保证壁厚,防止岩块阻止模板下落. 立模前,测量人员应按规格尺寸检查模板,确保其符合设计要求. 收模前,要把模板上沿的碴块,砼块清理干净,把模板滑道上的砼清理干净,防止收模后砼、碴块沿间隙进入模板,造成模板不收缩或卡模事故。 收模前应打掉木撑,模板下严禁站人,作业人员乘吊桶提至模板上沿以上至少500mm,防止收模后,模板突然下沉挤压伤人。 打木撑、换油缸、油管,人员要手抓牢,脚蹬实并系保险带,同时油缸下方不准站人,防止人员跌下及工具掉下伤人。 落模时,井底严禁有人,落模人员应站在吊桶内,吊桶上沿应超过模板上沿500mm以上,由技术员统一指挥均衡落模;地面由机电副经理或机电技术副经理负责指挥,109、以保证信号翻译正确,恰当、到位。地面稳车由机电工负责操作(或经过培训过的井工),其他人员不许操作。 落模时由于稳车群距井口较远,在井口至稳车之间,派一人传递口令,防止听不清信号或口令发生误操作,指挥口令的扬声器要事先检查,以保证其能正常使用。 落模前,机电人员要首先检查稳车,开始落模时,才打开大闸,防止过早打开或打不开,发生误操作。 在稳车群总开关处要派专人看管,防止稳车操作时,停不住电或发生误操作,作好应急处理工作。 地面指挥人员听清信号的口令,每次起落模板前都要询问稳车是否准备好,待证实后才能发生命令起落模。 每次模板落好后,将稳车的开关要打到零位并闭锁,并把闸刹死。 工作台人员上下要机敏110、反应灵活,并佩戴保险带,行走时应注意观察脚下,以防脚踏空或踩住一端,台板撬起使人员跌伤。 溜灰槽要用绳固定在模板上防止其突然摆动将工作人员甩下工作台跌伤。 凡井下使用的溜灰槽必须是完好的,表面砼积块处理干净,两挂钩及挂钩链无碰伤。 每次底卸式吊桶通过吊盘后,吊盘信号工及井底信号工要时刻注意,即时发送信号,绞车司机要慢速起落。吊桶未停止运行不得摘挂溜灰槽。 每次底卸式吊桶下灰完毕,操作人员要检查灰口是否积砼,并清理干净,并把连接装置插接牢固。 井口人员每次下放混凝土前要仔细检查吊桶各闭锁装置,发现异常,立即组织人员维修。 井口搅拌机司机每次输送混凝土时,应控制其体积,混凝土上沿距吊桶上沿应大于111、300mm。提升与吊挂 绞车司机、信号工、把钩工都必须经过培训,合格后持证上岗。 所有岗位工种都要按规程操作。 信号系统必须设置声光信号,井底、吊盘、二层台设专职的把钩工和信号工。 提升钩头闭锁装置必须保持完好,发现问题及时处理。 提升稳绳距井口锁口盘不少于200mm,花架梁端距井口锁口盘不少于100mm,稳绳摆动距离不超过50mm,每次落盘后必须检查,若稳绳有松动及时处理。 摘掉保护伞运行时,保护伞要固定牢靠,运行速度限速在1m/s之内。 非正常提升如下大件,乘罐处理井筒内吊挂设备,放炮后第一罐下人,工作面积水下人排水等,必须事先由井口信号工通知绞车司机,明确停罐位置,同时井口信号工与乘罐人112、员要明确联系信号。 所有入井人员都要熟悉信号,但不准乱打点。 吊桶每次从井下起钩,都有专人稳罐,同时其他人员要站在安全地点。 井盖门不关严,吊桶不停稳,不经把钩工同意,人员不许上下吊桶。 绞车司机每班接班后,应对制动装置(工作闸、保险闸)及绞车的各种保护设施进行检查,如果制动装置不灵活、不可靠,不准开车。 绞车司机上岗无监护司机时不准开车,两个司机应该定时轮流开车,精力要高度集中。 主副提升绞车安全保护装置齐全,发现异常时及时停车检修,不得带病运转。深度指示器上要标清翻矸台、井口、吊盘、井底位置,有变化时,及时调正。 工作面停罐位置,在吊桶升降运行时不准站人,吊桶在吊盘以下运行时,抓岩机停止工113、作,井口信号工必须注意吊桶运行情况,一旦发现异常应立即向绞车房打停点,井口、吊盘、工作面等信号工在红灯亮时,吊桶运行当中,非异常情况严禁打点,要物或联系时必须等停罐红灯灭后,方可进行,吊桶在哪个位置,由哪个位置的信号工负责吊桶停、升降的传点工作。乘吊桶作业时,要事先通知吊盘、工作面的信号工。 绞车提升时,绞车司机要注意观察深度指示器,时刻掌握吊桶所在位置,要做到三慢:井口慢、 过吊盘慢、工作面(台)慢,防止挂井口、吊盘、蹲罐等事故的发生。 每次落盘后都要认真对罐、调盘、调好盘对好罐后,要通知绞车工调整深度指示器标时盘所在位置,吊桶距喇叭口的四周间距符合规定。 下火药时要提前与绞车工联系,做到慢114、上慢下,速度不得超过1m/s。 乘吊桶人员,在罐内要面向井壁,不准坐在罐沿上,头、身子不准伸出罐外,不准打闹。 用吊桶下运物料时,不准超出罐沿四周,超过罐高度要用绳捆绑在钩头上,人和物料不得同乘一罐。 提升、吊挂、绞车各主要设备,必须派专人检查,每天一次并有记录,发现隐患应立即处理。吊挂检查时,严禁双层作业,井底不准有人。21.各层吊盘周围要安设不少于四个可伸缩的固定插销,用于固定吊盘。22.吊桶提到地面,人员必须从出车方进出,并只准在井盖门关闭,吊桶停稳后方可进出吊桶,吊桶乘载人数严格按规定,每人站有效面积0.18m2 计算,2m3吊桶一次不超过8人,3m3吊桶不超过11人,4m3吊桶一次不115、超过13人,5m3吊桶不超过15人,把钩工应认真把关。23.乘吊桶升降人员,高空作业人员必须佩戴保险带。保险带应做定期检查,发现损坏,立即更换。24.吊桶无稳绳段运行距离不得大于40m,吊盘距井底工作面不小于20m。25.双绞车同时提升运行时,严禁一罐提人,一罐提物。26.提升容器突出部分与井筒内的吊挂设备,盘孔等安全距离必须符合规定。揭过煤时防瓦斯事故安全措施 当井筒穿过断层或破碎带时,在距破碎带20m时,应加强对瓦斯的探测,并采取相应的预防瓦斯措施,以免过过断层、破碎带沟通煤层发生瓦斯超限事故。 当井筒掘进距煤层10m时,停止掘进,并布置打钻,进行探测瓦斯工作,以搞清瓦斯资料。 过煤层时,116、井口棚及井下各种机电设备必须防爆。 过煤层段爆破使用安全等级不低于三级的煤矿许用炸药和煤矿许用毫秒延期电雷管,其最后一段延期时间不得超过130ms,采用正向装药结构。 爆破时,人员必须撤至井上安全地带,井口附近不得有明火,爆破后检查井口附近瓦斯含量。 过煤期间,工作面必须定时监测,当发现瓦斯异常时,撤出人员,采取措施。 过煤期间,不得随意停开风机,保证工作面不间断正常通风。风筒出风口距工作面不得超过5米。 工作面配备专职瓦检员,瓦斯检查员必须在现场盯岗,监督防突措施的执行,严把措施关,凡未按措施规定执行措施的,有权制止施工队的违章行为,直至停头,当出现突出预兆时,瓦斯检查员有权组织现场人员进行117、撤离。 所有的措施孔或效检孔均不得同炮眼孔相透,否则必须重新打炮眼,所有的炮眼药卷以外必须用黄泥封实。 放炮30min后经监测系统确定无异常,工长、班组长、瓦斯检查人员方可下井进入工作面检查,一切安全后,其他人员方可进入工作面作业。11. 所有井下人员都应掌握以下瓦斯突出预兆:有声预兆:煤层中产生震动,井壁感到震动,煤炮声连续不断,一般是先远后近,先小后大,先单响后连响,突出时伴随巨雷般响声。无声预兆:工作面遇地质变化,煤层厚度急剧变化,瓦斯涌出量忽大忽小,工作面气温下降,煤层层理紊乱,煤体硬度降低,打钻时顶钻、夹钻、喷孔等。发现突出预兆时停电撤人。12.施工期间,班长、工长、流动电钳工及放炮118、员必须佩带便携式瓦斯报警仪。13. 打钻过程中如发现异常或钻孔出现喷孔、夹钻、顶钻、响煤炮或钻孔周围发生瓦斯超限时,必须停止打钻,停电撤人,并及时向项目部汇报。14. 打钻时执行措施时严禁用铁器敲打钻杆或连接处,必须进行敲打时,只准用铜锤敲打。冬、雨季施工措施施工期间,及时了解天气情况,提前预防雨、雪天,全面考虑防水和防冻防寒措施,做好排水和集水工作;冬、雨季节到来之前,提前做好各类施工物资准备,做到有备无患。备足相应的防洪设备、设施,对井下可能的涌水增加要有估计。锁口开挖尽量避开雨季。做好井口边仰坡周围的截、排水沟,防止地表水渗入井下。雨季到来前完成工业广场的地面排水系统。做好钢材、水泥等材119、料的防潮保护。钢筋工程设置防雨工棚。成品水泥要入库,防止水泥被雨雪淋湿而失效,影响工程质量。砼拌运、浇筑和养护过程中加强对砼温度的观测和监控,及时进行调整,以达到规范允许的标准。在冬季砼施工时,严格控制水灰比,对粗细骨料应设大棚保温,必要时在大棚内设火炕进行加热,砼用水必须加热,水泥采用保温法贮存。地面砼施工完成后可用土埋置,确保砼质量,在浇筑砼过程中,应做室内和室外不同温下的两种试件,以便检查砼质量,但该试件应做两次,以便对比。其他 严格交接班制度,交接班时要交清井帮、工作面安全质量情况,并做好记录。 所有凿井人员都必须熟悉并会发送信号。 信号工必须与把钩工密切配合,准确无误地发送信号,不通120、过把钩工,信号工不得发送信号。绞车司机、稳车司机必须辩明信号后方可开车。 各悬吊设备之间及与吊盘孔口间隙应符合煤矿安全规程和井巷工程验收规范要求。 提升吊挂、绞车各主要设备,必须配有专人检查,每天一次,并有记录。每月由处组织进行检查,并有记录,发现问题应立即处理。 提升绞车要有防止过卷,深度指示,无压释放和过流保护等装置。 爆破材料运输、临时存放按规定审批,地面临时爆破材料库设计符合煤矿安全规程要求。 地面地面临时爆破材料库保卫工作由工程处安排民警24小时值班,防止火工品丢失和被盗,库房由供应站安排人员值班,并负责雷管的导通、分组测试、编号及发放工作。 车房取暖、防火、防水措施: 冬季车房取暖121、,应制定防火措施,指定防火负责人; 绞车液压系统防寒采用暖风空调; 车房四周设防水沟,车房地坪高于四周地坪。 井筒在夏季施工期间采取防洪措施,工业广场四周设防水沟,井筒锁口地坪高于四周地坪,确保安全。 局部通风机供电采用双回路,并安设风电闭锁,达到灵敏可靠。 本设计未尽事项按煤矿安全规程及立井施工操作规程执行。第七章 文明生产标准一、文明生产要求 施工组织设计的编制符合上级的有关规定; 井盖门必须严密牢固,使用安全可靠。各种管路设备升降孔口必须用胶皮、麻袋堵严,井盖门必须处于常闭状态。只有在吊桶提升或放炮时方可打开。井口把钩工应经常清扫锁口盘,保持其清洁,严防浮渣落井伤人。 井口棚内工具、材料122、设备必须码放整齐,各稳车群、设备厂房必须保持清洁; 料场内不得堆放其它杂物,砂、石分开,并设有标志牌,水泥放入防雨、防潮的水泥库内; 局部通风达到省级标准,风筒吊挂垂直,逢环必挂,正确使用反压边,不脱节、不漏风,风筒末端距离工作面不大于10m,严禁无风、微风作业。 施工现场要有内容齐全的施工牌板,悬挂位置醒目; 吊盘上的各种设施必须稳定牢固。风、水带、电缆、声光信号、通讯等摆放整齐有序,严禁有浮矸和活动器械; 机电设备按要求定期检查维修,确保齐全完好,无失爆; 放炮员持证上岗,引药制作、火药、雷管存放、放炮警戒线符合作业规程规定。二、系列化标准 实现双风机供风,一台工作,一台备用。 局扇安设123、消音装置。 使用阻燃、抗静电风筒。 放炮时坚持“一炮三检制”和“三人联锁换牌放炮制”。 所有电器设备必须是矿用防爆型,不能失爆,电机安设综合保护装置。第八章 工期保证措施 实施科学管理,、系统管理、目标管理等有条不紊的施工管理,主要抓好人、财、物的合理配置和使用,根据施工具体情况,周密计算,详细地排出形象进度计划,抓住关键工序,对影响到总工期的工序和作业环节给予人力和物力的充分保证,确保总进度计划的顺利完成。 选用最优的施工方法和先进的施工工艺,使操作方法规范化、标准化,提高劳动生产率,加快施工速度,保证施工质量,缩短施工工期。 在保证施工安全的前提下,组织项目工程平行作业、交叉作业、充分利用124、时间、空间,工序的划分应有利于组织均衡、连续、有节奏的施工。要抓住本工程项目的关键工序、关键线路,从有利于充分利用人力、物力,提高劳动生产率和机械使用率的角度优化,加快施工进度。 抓好施工准备期,最大限度缩短进场的筹备时间。 正常施工期间,搞好正规循环作业,项目部制定一系列的促进生产的奖励措施,充分调动职工的主观能动性。 在工程施工总进度计划下,施工过程中坚持逐旬、逐月制定出具体的施工计划和工作安排。并严格落实执行。第九章 环境管理一、环境方针:建筑与绿色共生、发展与生态谐调。二、环境目标; 保持环境管理体系有效运行,并为社会各界认可。 各类重大环境因素控制在标准规定范围内,并力求更好。 逐步125、降低自然资源消耗,维护生态环境。 杜绝火灾、爆炸、有毒有害物质泄露等污染事故。三、控制措施: 节约用电 采用经济可行的节电设备,用节能型对旋轴流式风机。 合理选择用电设备,避免出现功耗浪费现象。 根据生产用电设备负荷参数,合理调整设备的运行时间,避开用电高峰期,做到削峰填谷。 在主要电器设施开关处醒目位置设置节电标语或警示语。 坚持每天巡查,杜绝长明灯和无许可征用电现象。 固废物存放 严格执行施工固体废弃物管理程序,在施工设置若干铁皮桶或水泥池,对固废物分类存放,减少对环境污染,充分利用资源。 生产的矸石排放到甲方指定的存矸地点。 对废玻璃器皿、废旧塑料、废旧金属分类堆放,以便回收再利用。 施126、工现场的噪声排放 局部通风机、风钻安装消音罩,压风机增加消音设施,减少噪音污染。 积极引进投入新型低噪音设备。 加强设备保养,杜绝因机械故障产生的噪音。 进入噪音区的工作人员必须佩戴耳塞。 污水排放 集中或指定工具、工作服的清洗地点,使用无磷洗衣粉和清洁剂。 施工过程中,减少污水排放,有污水排放时,在施工现场挖临时沉淀池,经沉淀,加化学药品净化后达标排放。 食堂废水设隔油池,污水排放到指定的污水管道。 澡堂废水排放到指定的排污管道。环境管理体系组织机构图 定期对食堂、公厕进行消毒。副井井检孔地质剖面图副井井筒剖面图副立井井壁结构断面图副井井筒施工提绞平面图副井井筒施工提绞立面图副井井筒施工供电系统图
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