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时间:2019-07-31
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1、仅供参考[整理]安全管理文书主井主井破碎系统成品矿仓施工安全技术措施日期:__________________单位:__________________第1页共10页仅供参考[整理]主井主井破碎系统成品矿仓施工安全技术措施一、工程概况主井溜破系统成品矿仓位于-920m中段破碎硐室内,主要包括地下室部分、矿仓部分、下部装矿硐室等工程。其上口标高为-920m,下口标高为-962.5m,总高度为42.5m,其中地下室部分段高13.28m,矿仓部分段高为16.999m,装矿硐室及斜溜槽部分段高为12.221m,总工程量为掘进2000m3,
2、支护500m3(估算)。地下室部分设计采用双层钢筋混凝土浇砼,主筋为φ18mm,副筋为φ14mm,砼厚300mm~500mm,砼强度等级C25,内衬δ=50mm锰钢板加固;矿仓部分设计净直径为7米,采用单层钢筋混凝土浇砼,砼厚400mm,主筋φ18mm,副筋φ14mm,网度300mm×250mm,砼强度等级C25,内衬δ=50mm锰钢板加固。目前,主井破碎硐室已完成浇砼23m,且成品矿仓吊罐已施工结束,下上步即将进行地下室及成品矿仓的刷大。从溜井施工所揭露的岩层显示,-920m~-962.5m岩层属矽卡岩化闪长岩,节理发育,岩石较
3、破碎,上部围岩为层状结构,倾角30°左右,易发生滑落。二、施工程序安排1、先将地下室上口小断面刷大3米,然后在布置临时提绞设施;2、自上而下刷大地下室及成品矿仓(同时进行临时支护);3、刷大装矿硐室;4、装矿硐室及成品矿仓下溜槽支护;5、改造提绞设施,进行成品矿仓直线段支护(与4项平行施工);6、成品矿仓支护结束后,拆除临时提绞设施;第9页共10页仅供参考[整理]7、刷大给矿机硐室,并将其掘进的矸石倒入成品矿仓内;8、分层刷大地下室剩余部分,并进行临时支护;9、重新布置提绞设施;;10、施工锚索;11、地下室支护;12、地下室砼养
4、护及拆模;13、交付安装三、施工方法1、成品仓及地下室的施工方法¨ 掘进在-920m破碎硐室内布置临时提绞设施,然后自上而下进行刷大。需要注意的是上段的地下室要先按小断面刷大(长×宽=3m×2.75m),等成品矿仓直线段掘砌结束后,再按设计规格进行地下室的掘、砌。由于地下室及成品矿仓所穿过岩层的稳定性较差,为确保施工安全,工程施工过程中的临时支护原则上考虑采用喷砼支护形式(砼厚50mm,强度C20),但如果局部岩层破碎,可采用锚网喷联合支护形式。成品矿仓掘、支循环段高可安排3m~5m;地下室刷大掘、支循环层高可安排2m:每刷大2m
5、(一层)即进行临时支护。以确保施工安全。具体情况视围岩稳定性可作适当调整。¨ 永久支护成品矿仓及地下室的支护工作自下而上逐段进行。成品矿仓井壁的支护采用与原矿仓同样的方式:先安装锰钢板,然后利用其作为模板进行浇砼。2、-962m装矿硐室的施工方法第9页共10页仅供参考[整理]-962.5m装矿硐室采取先刷大成形,而后一次性整体浇砼的施工方法。四、施工工艺1、凿岩爆破凿岩:选用YT-24型气腿式凿岩机,一字型φ38mm钎头,φ22mm六角中空钢钎杆。爆破:采用光面爆破,选用MRB乳化炸药,非电导爆管引爆,电雷管分段起爆。2、出矸刷大
6、产生的矸石由溜井自溜到-962.5m皮带道漏斗内,人工放矸装入0.55m3矿车,由措施井提升至-875m中段,经电机车运输至混合井倒矸。3、支护¨ 临时支护选用HPC-Ⅴ型喷浆机喷砼。喷砼技术参数如下:砂:选用中、粗砂;水泥:选用425#普通硅酸盐水泥;石子:选用粒径10~15mm的石灰岩碎石;速凝剂:选用711型粉状速凝剂;参考配合比:水泥:砂:石子=1:2.0:2.0,水灰比为0.42,速凝剂掺量为水泥用量的3%。支护材料由进风井用料桶下放至-875m中段,经电机车运输至-875m中段卸矿站,再经原矿仓下放至-920m破碎硐室
7、。¨ 永久支护第9页共10页仅供参考[整理]在-875m卸矿站布置一台TQ-10型搅拌机,采用人工上料、机械搅拌,搅拌后的砼经原矿仓内设置的一趟Φ159×7mm溜灰管输送至工作面,震捣采用电动震捣器捣固,锰钢板作模板完成永久支护。浇砼技术参数如下:砂:选用中、粗砂;水泥:选用425#普通硅酸盐水泥;石子:选用粒径40~60mm的石灰岩碎石;参考配合比:水泥:砂:石子=1:1.93:3.28,水灰比为0.46;施工前必须做级配试验,根据试验结果确定配合比参数。永久支护材料由进风井下放至-875m中段,经电机车运输至-875m中段卸矿
8、站,永久支护自上而下进行。4、锰钢衬板安装由于设计锰钢衬板的安装采取予埋螺栓的固定方式,不仅施工复杂,且难以保证精度,因此,成品仓锰钢衬板的安装采用与原矿仓相同的方法,以尽可能缩短施工时间。具体施工工艺如下:首先沿井壁水平布置12根锚杆,锚杆选用φ
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