第三章立井井筒施工组织设计.docx

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第三章立井井筒施工组织设计

第三章立井井筒施工组织设计

1.井筒概况

1.1.水文地质

根据根据永夏安全改建工程井筒检查孔地质报告成果资料，井位处地层自上而下为：

第四系、第三系、二叠系（上石盒子组、下石盒子组）。

副井井位处新生界松散层厚为：

340.45m，基岩风化带厚分别为12.87m。

北回风井井位处新生界松散层厚为294.03m，基岩风化带厚为29.97m左右。

箕斗井、副井和回风井井筒基岩段有两个主要含水层，煤间砂岩裂隙第一含水层（段），其垂深在1147.50米～1154.00米，厚度为60～100米；第二含水层（段），其垂深在1267.50米～1329.00米，厚度30～40m。

副井井筒基岩段全井筒混合含水层涌水量171.55m3/h。

二叠系煤系各砂岩裂隙含水层（段）由于砂岩裂隙不发育，富性弱，渗透性差，在自然状态下，地下水运动缓慢，处于半封闭状态，地下水补给、排泄条件差，以储存量为主。

主要为区域层间补给、迳流、排泄。

垂向上各含水层（段）之间都有相应的隔水层，正常情况下无直接水力联系。

副井基岩段两个含水层均在设计水平以下，其风化带以下至井底水平之间没有较大的含水层。

二叠系地层岩性主要由砂岩、粉砂岩、泥岩及煤层组成，以泥岩、粉砂岩为主，砂岩次之。

不同岩石的抗压强度大小不同，一般是砂岩>粉砂岩>泥岩。

而风氧化带岩石由于风化裂隙发育，受地下水作用影响，岩石的抗压强度明显降低。

总体上二叠系基岩段岩体工程质量较差，岩性软弱。

预计井筒涌水量见副井井筒单层涌水量计算结果表3—1

表3—1副井井筒单层涌水量计算结果表

含水层名称

井筒深度（m）

涌水量（m3/h）

基岩风化带

322.33~333.10

110

K5砂层

326.97~372.18

400

三煤下砂层

443.85~447.13

150

二煤顶砂层

483.4~489

75

K3灰岩

547.92~549.73

15

1.2.副井井筒主要技术特征

井筒主要技术特征祥间表3—2

表3—2副井主要技术特征表

序号

项目名称

单位

指标

备注

1

坐标

X

m

375180.00

含水层深度

砼标号

C30~C60

Y

m

39442315.00

2

标高

井口

m

+34.60

井底车场

m

—505

3

井筒深度

锁口

m

6.5

冻结段

m

404

基岩层

m

161.6

全深

m

565.6

4

井筒净直径

m

6.5

5

井筒净断面

m2

33.18

6

井壁厚度

表土段

mm

1200~1600

基岩段

mm

450

7

掘进断面

表土段

m2

70.88~76.20

基岩段

m2

43.0

8

井壁结构

表土段

双层砼

基岩段

单砼

9

井筒掘进工程量

m3

33585.26

2.井筒施工

本矿井深部井工业场地内设的箕斗井、副井、回风井分别需穿过353.03m~362.93m左右厚的新生界松散层和基岩风化带；浅部北回风井井筒需穿过324m左右厚的新生界松散层和基岩风化带，目前各井筒可供选择的井筒施工方法只有冻结法和钻井法。

而箕斗井、副井和回风井井筒穿过的基岩所占的比例约为67.0%~68.0%左右，厚度达692.0m～723.0m。

若采用钻井法施工，需在工业广场内设置泥浆池和预制井壁场地等，这对工业场地的布置、井口附近有关永久建筑物的施工及环境保护影响较大。

而且，钻井法施工不能一次钻到井底，即井筒穿过的新生界松散层采用钻井法施工，基岩段采用普通法施工，这样两种施工方法的施工单位之间和施工工艺之间均需相互转换，不可预见的因素较多，且钻井法施工综合成井速度慢，建井工期难以保证。

北回风井从技术方面考虑采用两种施工方法均可，但采用钻井法施工需在工业场地内设置泥浆池和预制井壁场地等，对工业场地的布置、井口附近有关永久建筑物的施工及环境保护影响较大。

就穿过的新生界松散层厚度和井筒净直径而言，根据两淮井筒施工经验，冻结深度在389.0～400.0m左右的箕斗井、副井、回风井和冻结深度在340.0m的北回风井井筒，不仅技术可靠，经济合理，而且建井速度、工期和井壁质量均较易得到保证。

综上所述，本矿井内设的副井穿过的新生界松散层段井筒建议采用冻结法施工。

2.1.表土施工

2.1.1.表土特征

表土层为第三、第四系冲积层，厚292.68m，主要由粘土和粉细砂组成，由于粘土前度低，可塑性强，塑性指数在14.1~19.9之间，且粘土具有亲水性，遇水膨胀及失水收缩的特征，在天然状态下处于固结状态。

一旦开挖采动，可与上覆砂层沟通，在水的作用下，结构遭到破坏，力学强度降低，同时产生膨胀、你话沿界面滑动等。

对井筒稳定不利。

风化带厚度33.6~41.6m，为上石盒子组岩层，主要由泥岩、砂质泥岩和中细砂组成。

预部风化裂隙发育，岩层破碎，该层含水微弱。

2.1.2.临时锁口

根据设计图纸，副井井筒有深度为6.5m的井颈，在井颈结构图尚缺的情况下，初步设计临时锁口，锁口净径Φ8.2m，井壁厚800mm，深度6.5m，上口600mm高，用砖砌筑；下部用C20砼浇注。

副井井筒锁口标高按设计为+34.6m。

在锁口施工前，应先将井架基础施工完毕，而后开始施工副井临时锁口。

由于副井临时锁口较深，应分两段施工，分段界限以静水位为准。

上段用木模板自下而上施工，完毕后，即开始立井架、安装天伦平台和翻矸平台；下段临时锁口施工至离井口标高5m，即+29.6m位置时要预留固定盘梁窝。

2.1.3.表土施工方案的选择

根据设计副井井筒深度565.6m，井筒穿过第三、第四系冲积层二叠系上石盒子组的基岩风化带裂隙含水层和K5砂岩段裂隙承压含水层，副井穿过冲击层厚度为294.75m。

冲击层富水性强，稳定性差，井筒表土段和风化基岩段采用冻结法施工。

考虑K5砂岩富水性强，K5砂岩与表土段一同冻结。

副井冻结深度为404m，井筒基岩段深度161.6m，采用普通法施工。

其优选施工方案如下：

（一）冻结方案

（1）长短腿差异冻结。

防片帮在主冻结孔内侧布置一圈防片帮孔，孔深220m，孔数13个，孔距2.75m，圈径11.5m。

（2）在离井筒中心1m位置对称布置2个水文孔，孔深分别为88m和268m。

（3）副井冻结孔42个，开孔距1.27m，圈径17m。

（二）冻结段施工方案

（1）作业方式：

外层井壁采用短段掘砌，正规循环作业，一般高度为3.0m。

（2）掘进工艺：

一般采用人工挖掘未冻土，风镐挖掘冻土。

当冻土扩入井帮2m以上时，考虑采用爆破法作业。

根据冻土情况不知炮眼，采取全断面一次光面爆破，并制定冻结岩层安全爆破措施，验房崩断冻结管。

（3）筒形壁座网喷砼支护段选用防冻速凝剂，确保砼质量和施工安全。

（4）采用J851早强减水剂配置高强、早强施工砼，确保砼强度增长率大于冻结压力的最大增长率，防止外层井壁压坏。

（5）内层井壁采用液压滑模套壁和JQ防裂密实砼，提高井壁的整体性和封水性。

（6）内外层井壁之间根据设计采用自上而下的夹层注浆法以期封堵井壁漏水。

（三）冻结段施工方法

挖掘方式

（1）冻土未进入荒经且距荒经500mm时可采用分层、分区台阶式挖掘法，中心超前，人工挖掘。

（2）冻土进入荒经200~500mm时，全断面一次挖掘，风镐刷帮，人工装土砂层，粘土层可用抓岩机直接抓取。

（3）冻土进入荒经1000~2000mm时，可用多台风镐，风铲破土，对风动机具挖掘困难的岩层，砾石层及砂层可考虑采取浅眼少装药的松动爆破进行破土，使用抓岩机配合抓土。

（4）全部冻实后，采用全断面控制爆破，YY—24风钻打眼，机械装岩。

合理确定爆破参数，制定循环图表。

（5）冻结段基岩采用全断面钻爆发，直眼掏槽。

（6）采用四、六制工序滚动作业方式，18小时一循环，循环进尺3m，月进度102m，有效循环个数34个，月循环率97%，足以保证冻结段外壁成井80m/月的指标。

作业方式与掘砌段高的确定

冻结段外壁采用短段掘砌混合作业方式。

根据围岩的物理特性，冻结技术参数，施工方法及围岩暴露时间，选择合理的段高以保证施工质量和安全，由经验3.0m为安全段高。

在掘砌施工中可根据冻结壁强度和位移实测结果调整模板高度。

范围为2.0~3.0m。

外围井壁浇筑

冻结段外壁砌筑采用可调下行组合式刃脚模板，采用1.6m3底卸式吊桶运送砼。

吊盘上设分灰器分灰。

经斜溜式活节管入模、分区分层浇筑、分层分片捣固。

工艺流程：

冻土挖掘—测量—稳劳找平刃脚模板—铺泡沫塑料板—绑扎钢筋—浇筑砼—绑扎上不环筋—稳直筒模板—浇筑直模砼—封口清理。

外层井壁设计砼标号C30~C60，考虑到土产材料与实验室选取的差异，施工中对砼配置提高一级。

内层井壁浇筑

外层施工到341.1m时，拆除刃脚模板。

掘进到356.1m时，此段采用锚喷临时支护，内壁采用自动调平液压滑模，自下而上连续套壁，一直滑井到井口。

2.1.4.表土施工劳动组织与管理

根据表土段采用的施工方法及表土特征，表土段采用工序滚动作业方式。

18小时一循环，循环进尺3.0m，有效循环个数34个，月循环率97%，月进度102m，足以保证成井80m的指标。

2.1.5.基础施工

（1）采用短段掘砌、正规循环作业，砌筑段高3.5m。

（2）采用中深孔锅底采光面爆破。

（3）过含水层采用探注、封堵综合防治措施。

（4）井壁浇筑防裂密实砼。

采用喷射防裂密实砼接荐封水。

（5）对基岩含水层施工，除采取综合防治水措施外，考虑在404~435m段适当位置开设一腰泵房，接力排水。

2.1.6.表土施工期的确定

冻结表土深度293.10m，平均月进度70m，泽掘砌工期为2.02个月，其中不包括探煤探水注浆工期。

副井井筒基岩段施工采用短段掘砌混合作业，掘砌段高为3.5m，期施工方法采用中深孔爆破。

正常基岩段眼深4.0m，含水层基岩段眼深2.8~3.0m。

使用FJD—6A型伞钻凿岩，中心回转式抓岩机，采用3.5m高的整体下行刃脚金属模板，地面四台稳车悬吊。

另外，为加快施工速度，提前竣工，在保证质量的情况下，取设计指标为80m/月。

2.2.冻结深度

根据安全改建工程井筒检查孔地质报告成果资料及相关规范，冻结深度必须深入不透水的稳定岩层10m以上，确定副井井筒的冻结深度分别为400.0m。

2.3.井壁结构形式

井筒冻结段采用双层钢筋混凝土内夹塑料板复合井壁，混凝土强度等级为C30~C60，且井筒在井壁与冻土之间视土层情况铺设25~50mm厚泡沫塑料板，借以隔热和减缓冻土压力。

内层井壁按1.0H静水压力计算荷载，外层井壁按冻土压力计算荷载，并按内外层井壁共同承载全部水土压力校核，水土压力外荷载按1.3H计算。

副井井筒冻结段支护深度393.0m，井壁厚度1250～1750mm，内、外层井壁间铺设双层1.5mm厚塑料薄板。

副井基岩段井壁采用现浇素混凝土（破碎带采用钢筋混凝土）支护，强度等级为C40～C45。

、副井井筒基岩段井壁支护厚度为600mm～700mm。

2.4.凿岩设备及爆破图表

爆破参数

（1）炮眼深度

L=

=

=3.5m

式中L—巷道计划月进尺m

N—每月完成作业天数

n—每日完成掘进循环数（采用四、六制，全班循环）

η—炮眼利用率，一般取0.85~0.9

η1—正规循环率，一般取0.85~0.9

（2）炸药单耗量的确定

根据井筒断面、岩性和涌水量，水胶炸药单耗量为

q=1.65×1.15=1.90kg/m3

（3）装药直径和炮眼直径

药卷规格为Φ35×400×500，SYG—2型岩石水胶炸药，炮眼直径为55mm。

（4）炮眼数目计算

由经验公式计算得：

N=3.3

=3.3

=81个

（5）爆破条件：

井筒深度为566.6m，净直径φ6.5m，副井井筒掘进直径φ7.4m，掘进断面积S=

π7.42=43.0m2，低瓦斯矿涌水量见表3—1，岩石性质f值6~8.

（6）炮眼布置

a.掏槽形式及参数的确定

由于采用3.5m中深孔爆破，且岩石较坚硬，故采用两阶同深分段掏槽形式，其参数如下：

第一阶掏槽眼：

D1=1800mmE1=940mmN1=

=6个

第二阶掏槽眼：

D2=2400mmE2=840mmN2=

=9个

装药系数α取0.7，药卷改装后，每卷长度由原来的400mm变成280mm，故每眼装10卷炸药，其总装药量为Q1—2=（6+9）×10×0.5=75kg，第一阶掏槽眼底装5卷，上部装5卷，中间堵炮泥长度400mm。

b.周边眼方便，周边眼布置在设计轮廓线50mm以内的线上，并接光面爆破要求布置，圈径D5=7300mm，眼间距E5=600mm，眼数N5=

=38个。

周边眼按350g/m装药，即每眼装3卷炸药，其总装药量Q5=38×3×0.5=57kg。

c.崩落眼布置

根据井筒掘进直径和岩性，布置两圈崩落眼，其圈径分别为D3=4300mm，D4=6200mm。

光爆破层厚度为700mm，m=E/w=0.857，符合要求，取眼距E=900mm，则崩落眼数为：

N3

=15个，N4=

=22个。

装药系数0.5，每眼装7卷炸药。

崩落眼总装药量Q3-4=（15+22）×7×0.5=129.5kg

工作面布置炮眼数目：

N=N1+N2+N3+N4+N5=6+9+15+22+38=90个

一荐炮设计炸药消耗量为：

Q=Q1-2+Q3-4+Q5=75+129.5+57=261.5kg

设计炸药消耗量比定额炸药消耗量偏大，需在实际工作中不断修正完善。

（7）装药结构

为了缩短井下装药时间，预先在地面将掏槽眼的炸药侧面切开装入内径为42mm，壁厚0.9~1.3mm的聚乙烯管中，用炮棍挤压满管体，管底用热粘合封闭，上部用木塞堵紧。

周边眼将原来药卷装入内径为38mm的聚乙烯管中，采用空气柱装药。

（8）防止淤眼措施

为防止扫眼后岩渣随水流如眼内堵塞炮眼，影响爆破效果，采用厚度2mm的钢板制成上、下外径分别为58mm和50mm；高位500mm的漏斗状套管，管的下部80mm处套上厚度为10mm的胶环。

伞钻打好眼后立即将套管插入炮眼，然后经套管扫眼和装药。

（9）预期爆破效果

一循环工作面进尺：

3.5×0.85=2.98m

一循环的岩石实体量：

43.0×2.98=128.14m3

炸药单耗量：

261.5/128.14=2.04kg/m3

每米井筒炸药消耗量：

264.5/2.98=87.8kg/m

一循环炮眼炸药消耗量：

4×（6+9）+3.5×75=322.5m

每米井筒炮眼消耗量：

322.5/2.98=108.22m/m

雷管单耗量：

（90+6）/1128.14=0.75发/m3

每米井筒雷管消耗量：

（90+6）/2.98=32.21发/m

2.5.编制爆破图表

根据上述计算，该井筒穿过f=8的岩层时其爆破图表为：

爆破原始条件表3-3，爆破参数表3—4，预期爆破效果表3—5.

表3—3爆破原始条件表

名称

单位

数量

名称

单位

数量

掘进断面积

m2

43.0

工作面涌水量

m3/h

＞30

炮眼深度

m

3.5

工作面瓦斯情况

无

炮眼数目

个

90

水胶炸药消耗量

Kg

261.5

岩石坚固性系数

6~8

电雷管消耗量

发

96

表3—4爆破参数表

圈别

炮眼名称

眼数（个）

眼号

圈径（mm）

角度

炮眼深度（mm）

炮眼布置

装药量（kg）

起爆顺序

连线方式

眼距（m）

圈距（m）

每眼

每圈

1

一阶掏槽眼

6

1~6

1800

90°

4000

940

300

5.0

30

ⅠⅡ

并联连线

2

二阶掏槽眼

9

7~15

2400

90°

4000

840

950

3.6

40

Ⅲ

3

崩落眼

15

16~30

4300

90°

3800

900

950

3.5

52.5

Ⅳ

4

崩落眼

22

31~52

6200

90°

3800

900

700

3.5

77

Ⅴ

5

周边眼

38

53~90

7300

88°

3800

600

1.5

57

Ⅵ

合计

90

261.5

表3—5预期爆破效果表

名称

单位

数量

名称

单位

数量

炮眼利用率

%

85

每循环炮眼总长度

m

360.2

每循环工作面进尺

m

2.98

每米井筒炮眼消耗量

m/m

108.22

炸药单耗量

Kg/m3

1.90

雷管单耗量

发/m3

0.75

每米井筒炸药单耗量

Kg/m

87.8

每米井筒雷管消耗量

发/m

32.2

2.6．凿岩设备的选取

凿岩机及钻机的选取：

钻机的选择：

根据井筒直径较大，炮眼较深，进度指标较高的特征，考虑到施工单位有伞钻施工的经验，决定采用伞钻打眼。

经研究决定采用FJD—67型（宣化采掘机械厂生产）的伞行井架。

详见表3—6

凿岩机的选择：

根据已选的伞钻，配备YGZ—90型凿岩机，另外由于伞钻不能用来打周边眼，再配备YT26型气腿凿眼机（不用腿）以辅助打周边眼。

凿井井架选IVG。

表3—6伞行钻架技术特征表

技术特征

单位

FJD-6-7型

支撑臂个数

个

3

支撑范围

m

6.62~8.6

动臂个数

个

6

动臂工作范围

水平摆动角

度

120

垂直炮眼圈径范围

m

1.48~8.5

推行进程

m

4

最大耗风量

m3/min

60

收拢后外形尺寸

高

m

6.5

外接圆直径

m

1.7

总重量

Kg

7000

2.7.装岩工作

2.7.1抓岩能力的确定

按一次预计爆破岩石量确定P。

P0≤（1/4~1/5）Q，m3/h

式中Q——一次爆破岩石量（松散），m3Q=lηSδK0.

l——炮眼深度，m

η——炮眼利用率

S——井筒掘进断面积，m2

δ——超挖系数，光爆时为1.0

K0——岩石松散系数，1.8~2.0

带入数据，Q=3.5×0.85×43.0×1.0×1.8=230.3m3

P0≤46.1~57.6，m3/h

按装岩时间确定，

P0≥（Q-Qd）/（k1T1）

式中Qd——清底矸石量，一般为10~20m3

T1——掘进循环中装岩时间，h一般占循环时间40%~60%。

K1——第一阶段装岩时间系数，0.65~0.8

P0≥

=25.6m3/h

取P0=40m3/h选取抓岩机

2.7.2.抓岩机类型和斗容量的确定

斗容量的确定：

q0=

，m3

式中t1——第一阶段装岩时抓岩机抓取一次循环时间，25~35s

Kg——抓岩机工作时利用率，一般可取0.6~0.9

Km——抓斗抓满系数，第一阶段抓岩时取1.0~1.1

q0=

=0.494，m3

故选用抓斗标准溶剂为0.6m3~0.494m3,即选用一台HZ—6型中心回转式抓岩机

2.7.3.提高抓岩机上产率的措施

抓岩机实际生产率

根据经验可知，技术生产率为50m3/h，实际生产率约为40m3/h。

（1）严格检修保养制度，保证设备完好无损。

（2）改进抓斗结构，选择合理抓斗参数，缩短工作循环时间，提高装满系数。

（3）提高操作技术，协调各项动作。

（4）选择合理的抓岩顺序，尽力缩短抓岩路线。

（5）掌握好爆破参数，使岩石块度均匀，底面比较平整。

（6）提高抓斗能力，加大吊桶容积，减少换桶提升卸矸。

2.7.4.支护

由于立井采用短段掘砌混合作业方式，因此不需要临时支护，直接进行永久支护，支护形式为现浇钢筋混凝土，横板采用35m的整体下行刃脚金属模板，地面四台稳车悬吊。

接渣方式采用全面斜口接渣法。

横板伤口与下段井壁之间留有100mm间隙，充当浇注口。

3.冻结方案设计

冻结设计一般包括盐水温度、冻结深度、冻结壁厚度、冻结圈径、孔数、机组配备及供电供水等内容。

3.1方案设计原则

（1）确保本工程冻结壁满足招标文件质量要求、工期要求和煤矿井巷工程优良质量标准。

（2）在专家讨论方案的基础上，进一步优化，确保冻结方案技术可靠、经济合理、可操作性强。

3.2冻结技术方案设计

3.2.1计算冻土平均温度

初选冻结壁厚后，再根据盐水温度、井帮预计温度、开孔间距，运用成冰公式（下式）计算冻土平均温度使其温度等于或低于设计冻土平均温度，若达不到，则应增加冻结壁厚或降低盐水度。

式中：

te—冻土平均温度；tn—井帮温度；tb—盐水温度；L—最大孔间距；E—冻结壁厚。

冻土平均温度与开孔间距、井帮温度有直接关系，与盐水温度、原始地温更为密切。

因此，合理确定盐水温度是至关重要的。

波兰的盐水温度为

，td—原始地温。

因为他们的井筒大都是冻实以后才开挖，冻土平均温度较低。

结合我国的国情，为使冻结能创造良好的开挖条件，不主张冻实，则对上式进行了修正，增加一系数K，修正后公式则为：

K=1～4℃

3.3.冻结壁设计和计算

冻结壁厚度及强度的大小，直接影响井筒掘砌的安全，同时也是其他冻结参数设计的基础。

目前，国内430m表土冻结已有成功先例，对本工程来说，冻结壁厚度设计重点应放在344.5m以下深厚粘土层上。

结合本工程的特点，冻结壁的设计采用国内深井冻结设计经验、工程类比及与解析计算相结合的方法综合确定。

冻结壁设计

冻结壁设计是深井冻结的关键问题之一。

在我国，本世纪八十年代前，几乎全是按强度计算的，而选择的强度不同，则厚度也就不同。

强度过小壁厚过厚不经济，反之，选择强度过大，难以达到，同样会造成经济损失。

冻结壁强度低主要反映在粘土层，而随着地区的不同，各土层的热工参数也不一样，因而冻结壁的设计不应只从强度条件考虑，还应从地层、冻结壁和冻结管的情况，结合施工工艺，初选冻结壁厚（包括土工参数和建井手册参数），再用平均温度检验其厚度是否满足要求，最后用粘土进行校核。

解析计算

a.按里别尔曼公式

h=2.5m；KL=1.2；γ=20KN/m3；H=441.8m

E副=9.4590m

b.按维亚洛夫---扎列茨基公式计算

当上端固定，下端固定不好时：

P=0.013×441.8=5.7434Mpa

段高为2.5m

E副=8.8744m

c.按《煤矿冻结法凿井技术规程》中强度公式计算冻结壁厚度

式中：

k=1.3；掘进段高h=2.5m；P=5.7434Mpa；ξ=0.20

E副=9.2294m

d.按国内经验公式计算冻结壁厚度

我国对冻结法施工的立井井筒冻结壁厚度进行了统计分析，得到公式如下：

E=0.04×a×H0.61

式中：

a---井筒掘进半径；

H---计算深度。

其中:

a=11.7,H=441.8m

E副=9.6118m

综合各种方法计算的结果，并考虑专家确定的副井冻结壁厚度的大小，确定副井冻结壁厚度：

E副=9.5m。

冻结壁厚度计算：

控制层选取：

粘土（钙）/441.8