井筒基岩段（精选4篇）
井筒基岩段 篇1
1 工程概况
孔庄煤矿隶属上海大屯能源股份有限公司, 位于大屯矿区东南部, 地处江苏省沛县境内, 其改扩建工程的混合井井筒为立井开拓, 设计深度1 083 m, 净径φ8.1 m, 基岩段深度737 m。混合井井筒主要技术特征如表1所示。
2 施工方案及设备配置
根据该工程的特点, 井筒施工采用Ⅴ型井架和永久井架联合使用作为凿井井架, 两套单钩提升, 国产FJD-8G型伞形钻架配YGZ70型凿岩机打眼, 普通钻爆法施工, 2台HZ-6型中心回转抓岩机抓岩, 5 m3、4 m3、3 m3座钩式吊桶自动翻矸, 装载机集中装车, 8 t自卸汽车运输排矸, 联合布置PLD-2400型砂石自动计量站与JS-1500型强制式搅拌机, 底卸式吊桶下料, 4.2 m单缝液压整体下移金属模板砌壁的机械化配套方案, 以短段掘砌的施工方法组织快速施工。混合井井筒主要施工设备如表2所示。
3 基岩段施工技术
3.1 掘进
3.1.1 钻眼
由于FJD-9型伞钻的臂在两个平面上, 操作起来不太方便。为此, 与中煤五公司徐州煤矿采掘机械厂合作研发了FJD-8G型伞钻, 配YGZ-70型凿岩机和六角中空合金钢钎进行钻眼, 钻孔直径55 mm, 钻孔深度5.2~5.4 m, 取得了良好的效果。
3.1.2 炮眼布置
掘进断面布置6圈炮孔, 各类炮孔在工作面呈同心圆布置, 掏槽式为圆筒形直眼掏槽, 钻孔直径55 mm, 钻孔深度为5.0~5.2 m。掏槽孔比其它孔深200~300 mm, 采用光面、光底、减震、弱冲深孔爆破技术进行分段挤压爆破, 掘进进尺为4.0~5.1 m。基岩段掘进爆破如图1所示, 基岩段部分循环时间统计如表3所示, 基岩段爆破参数如表4所示。
3.1.3 炸药
选用T330型高威力水胶炸药, 周边眼药卷直径为35 mm, 其余炮孔药卷直径为45 mm, 药卷长度6 100 mm, 根据炸药参数计算, 其爆轰波峰压值和声阻抗均能满足千米立井施工要求。
3.1.4 雷管
选用1~5五个段毫秒延期电磁雷管, 脚线长度7.0 m。功能和普通使用的毫秒、段发电雷管相同, 仅在普通电雷管脚线的端头增加一个磁环, 雷管脚线在磁环上绕上适当匝数构成一个闭合回路。封孔材料采用粘土制成的炮泥, 封孔炮泥长度大于1.8 m (即炮眼长度的1/3) 。
注:采用T330水胶炸药, 周边眼用φ35 mm药卷, 长600 mm, 重0.7 kg/卷;其它眼用φ45 mm药卷, 长600 mm, 药卷重1.2 kg/卷, 毫秒延期电磁雷管, 专用起爆器起爆。
3.1.5 起爆装置
起爆电磁雷管采用GPF-100型高频发爆器, 其技术参数为:
额定引爆能力200发;工作频率20 k Hz;输出脉冲峰值电流≥12A;输出脉冲峰值电压<700V;放炮母线电阻≤5Ω;电源 (密封镉镍电池组) 0.6 HA×12, 充电一次可连续放炮50次以上。
现场施工的炮眼数为142个, 经使用该装置引爆电磁雷管能完全达到起爆要求。在深孔爆破过程中, 未发现瞎炮现象, 消除了现场处理瞎炮时的事故隐患, 也解决了以往在立井爆破过程中, 采用动力电源起爆电雷管所带来的不安全问题。
3.2 装岩、排矸
采用2台HZ-6型中心回转抓岩机装岩。提升容器为5 m3、4 m3、3 m3座钩式吊桶, 矸石吊桶提升到倒矸台后, 采用座钩式自动翻矸, 矸石经溜槽直接落地, 然后定时用装载机集中装入自卸式汽车, 回填工业广场。
采用小挖机配合人工清底。挖机型号为凯斯CX55B, 其自重约4.5 t左右, 带独立回转的动臂和超短尾回转结构, 具有精准的液压控制系统, 可以让操作手准确地控制机器的每一个细小动作, 做到提高工作效率和节省工作时间。在实际施工中, 采用小挖机清底配合人工清底与全部采用人工清底相比, 每个循环可节省时间2~3 h, 节省人员10人, 大大地提高了劳动效率。
3.3 砌壁
出矸出够一个段高时, 将井帮附近渣面找平, 然后落模用中线操平、找正后开始浇注混凝土。砌壁模板选用MJY4.2型整体金属下移钢模板 (带刃脚) , 砌壁段高为4.2 m, 与深孔光爆相结合, 实现了一掘一砌正规循环作业。
4 劳动组织及质量控制[1]
4.1 劳动组织
为适应立井井筒作业快速施工工艺要求, 井筒掘进时, 井下直接工分打眼班、出矸班、砌壁班和清底班四班作业, 实行专业工种固定工序滚班作业制度。其特点是作业专业化, 可实施定人、定位、定时作业, 确保工程质量, 也便于将作业的数量和质量按统一标准量化后, 同分配直接挂钩。机电班组实行“三八”作业制, 设备管理实行包机保修制, 并且制定了严格的奖罚制度, 包机组分伞钻、大抓、绞车、压风、搅拌系统等包机组, 包机组由维护工和司机组成, 包机组对设备利用工序转换的空闲时间进行检修, 做到超前维护保养, 以确保设备正常运转。如浇注井壁时, 伞钻包机组在地面检修伞钻, 同时大抓包机组在井下检修大抓等。
4.2 质量控制
围绕质量控制重点, 实施动态质量控制, 即将质量控制贯穿于一个分部、分项工程的施工活动中, 把质量事故消灭在施工过程中。
5 施工效果
在孔庄煤矿混合井基岩段施工中, 采用先进的机械化配套设备和掘砌施工技术, 实现了深立井井筒的快速、优质、安全、高效施工。分别于2008年6月、7月、8月、9月和10月连续5次取得月成井超百米的好成绩, 得到了业主的肯定与好评, 被评为优良工程, 取得了良好社会经济效益。
6 结 语
通过使用经改造的FJD-8G型伞型钻架配套凿岩和采用5.2~5.4 m深孔爆破与MJY4.2型整体金属下移钢模板 (带刃脚) 相配套的掘进、砌壁技术, 实现了一掘一支正规循环作业。实现了一掘一支正规循环作业, 增大了施工段高, 缩短了围岩暴露时间, 有利于工种专业化, 有利于提高机械化程度, 有利于快速施工;采用小挖机配合人工清底技术, 可大大地提高清底的劳动效率。
通过优化劳动组织, 充分调动职工的积极性。实行专业工种固定工序滚班作业, 机械设备包机制等, 提高了工效, 充分发挥了机械化配套设备的潜力, 为正规循环作业提供了保障;采用新Ⅵ型金属凿井井架, 布置三套提升系统、三台抓岩机, 可满足大直径深立井井筒的快速施工要求。
摘要：上海大屯能源股份有限公司孔庄煤矿混合井井筒设计深度1 083 m, 净径φ8.1 m, 基岩段深度737 m, 通过在基岩段采用机械化配套技术, 使用经改造的FJD-8G型伞型钻架配套凿岩和采用5.2～5.4 m深孔爆破与MJY4.2型整体金属下移钢模板 (带刃脚) 相配套的掘进、砌壁技术, 实现了一掘一支正规循环作业, 采用小挖机配合人工清底技术, 提高清底的劳动效率, 实现了基岩段快速、安全、优质施工。
关键词：井筒基岩段,机械化配套,快速施工技术
参考文献
[1]桂钊, 杨焕友, 阎振斌.金川46行副井井筒快速施工经验[J.]建井技术, 2001 (6) :20-22
井筒基岩段 篇2
朱集西煤矿位于安徽省淮南市潘集矿区北部, 是皖北煤电集团有限责任公司计划筹建的国家特大型矿井, 设计煤炭生产能力为400万t/a, 初步设计采用立井多水平开拓方式, 设主井、副井、风井和矸石井4个井筒。为查明各井筒及井底车场周围地质、水文、岩土力学性能等方面的地质情况, 施工四个井筒检查孔, 分别为检1孔、检2孔、检3孔和检4孔。
本矿井为第四、第三系松散层覆盖下的全隐伏型煤田, 为砂岩裂隙充水矿床, 根据地下水赋存介质特征划分为新生界松散层孔隙含水层 (组) 和二叠系煤系砂岩裂隙含水层 (段) 。其中新生界松散层可划分出4个含水层 (组) 和3个隔水层 (组) , 即Ⅰ含、Ⅰ隔、Ⅱ含、Ⅱ隔、Ⅲ含、Ⅲ隔、Ⅳ含;二叠系基岩地层可划分出3个含水层, 即P21含、P12含、P11含, 而二叠系中各煤层、泥岩及其粉砂岩均为较好的基岩隔水层, 在各砂岩含水层间起隔水作用, 使各含水层间一般情况下不发生水力联系[2]。二叠系煤系地层地下水主要储存和运移在以砂岩构造裂隙为主的裂隙网络之中, 以储存量为主, 其富水性主要取决于砂岩的裂隙发育程度、开启大小、延展长度、连通性和补给条件。各含、隔水层 (组、段) 划分情况如表1所示, 各井位、检查孔平面位置如图1所示。
2 井筒位置构造基本情况
井筒及检查孔位于本矿井武集背斜东部的倾伏端, 附近构造较复杂, 根据三维地震资料及钻探揭露情况, 有三条断层存在, 分别为F40, F8和F42断层。其中F42断层在检2、检3、检4号孔均揭露, 检2号孔在16-2煤下768.50～773.00 m穿过该断层, 使16-2煤与13-1煤间距缩小;检3号孔在11-2煤顶部918.80～921.00 m穿过, 使13-1煤与该煤层间距缩小;检4号孔在1 069.40～1 089.10 m穿过, 使5-1、4-2煤层断缺, 落差约15 m。另外在4个检查孔中的不同深度均发育有破碎程度不等的破碎带。这些构造位置、破碎带与井筒涌水均存在着密切的联系[1,2]。
3 矿井、井筒地下水的补给、迳流与排泄条件
区内地下水主要由松散层孔隙含水层、二叠系煤系地层砂岩裂隙含水层及下部太原组灰岩含水层组成。Ⅳ含与上部含水层之间有相对稳定的Ⅲ隔存在, 从而使上部各含水层与Ⅳ含之间联系较弱。Ⅳ含直接覆盖在基岩风化带上, 可通过风化裂隙、构造裂隙、采空冒落裂隙向煤系地层砂岩裂隙水排泄, 这种排泄方式随着矿井的开采, 会越来越明显。
煤层顶底板砂岩裂隙含水层地下水主要补给来源为基岩浅埋区上覆松散层底砾层 (Ⅳ含) 的垂向补给、边界断层的侧向补给。由于松散层Ⅳ含夹粘土、砂质粘土, 且边界断层外围地层富水性较弱, 故全区深层地下水补给水源缺乏、水平迳流微弱、排泄条件较差, 主要为区域层间补给、迳流、排泄。在采矿过程中, 由于矿井排水, 砂岩裂隙含水层将以突水、淋水和涌水的形式向矿坑排泄, 垂向上各含水层 (段) 之间都有相应的粉砂岩、泥岩作为隔水层, 正常情况下无直接水力联系。
4 抽水试验、流量测井成果
4.1 抽水试验及其成果
本次施工的检1、检2、检3号孔均进行了完整基岩段 (不包括风化裂隙带) 含水层裸孔混合抽水试验, 采用VY-9/7型压风机进行稳定流抽水。由于三孔单位涌水量q均小于0.01 L/s·m, 故每孔均尽机械能力作了一次最大降深抽水试验, 三次抽水试验质量均为优质。抽水试验情况及成果如表2所示, 其中含水层厚度不包含护壁套管隔离的风化带砂岩。
4.2 流量测井及其成果
为详细、准确地划分含水层位置、确定各含水层水位、水量, 计算其水文地质参数, 在检1、检2、检3及检4四个钻孔的基岩段应用了流量测井技术, 测井仪器型号为MDS-Ⅱ型数字流量测井仪。该仪器中的流速传感器采用了光传感技术, 代替了传统的干簧磁性传感器, 克服了磁性物质的干扰问题, 采集的原始数据可靠, 很好的满足流量测井的技术要求。流量测井成果如表3所示。
5 井筒完整基岩段涌水量估算
5.1 井筒涌水量估算方法及公式的选择
5.1.1 采用地下水呈层流状态稳定流承压转无压解析法
当井筒水位降至含水层底板时, h0=0 m, 地下水处于承压转无压状态, 因而采用承压-无压完整井裘布依公式, 利用抽水试验及流量测井所取得水文地质参数, 分别进行井筒涌水量的估算。采用公式:
5.1.2 采用地下水呈紊流状态稳定流承压转无压解析法
采用公式:
式中, Q井为井筒涌水量, m3/d;Q孔为抽水孔涌水量, m3/d;K为渗透系数, m/d;M为含水层厚度, m;R孔为抽水孔引用影响半径, m;r井为井筒荒半径, m;r孔为抽水孔半径, m;R井为井筒影响半径, m;S为水位降深, m。
5.2 层流状态井筒涌水量估算成果
分别利用检1、检2、检3、检4号孔抽水试验和流量测井所取得水文地质参数, 采用地下水呈层流状态稳定流承压转无压解析法的计算公式, 分别估算主井、副井、风井、矸石井井筒涌水量。
5.2.1 抽水试验水文地质参数的选择
检1孔:估算主井504.60～997.30 m全井筒涌水量, K=0.006478 m/d, M=124.35 m, 静止水位埋深为15.73 m, 降深S=981.57 (m) , 主井井筒荒半径r井=3.65 m;检2孔:估算副井505.90～1 014.50 m全井筒涌水量, K=0.005451 m/d, M=124.80 m, 静止水位埋深为16.73 m, 降深S=997.77 m, 副井井筒荒半径r井=4.70 m;检3孔:估算风井504.70～902.90 m全井筒涌水量, K=0.003775 m/d, M=103.50 m, 静止水位埋深为16.48 m, 降深S=886.42 m, 风井井筒荒半径r井=4.25 m。
矸石井利用检1、检2、检3号孔水文地质参数的最大值, 估算矸石井509.20～1 063.20 m全井筒涌水量, K=0.006478 m/d, M=120.49 m, 静止水位埋深为15.73 m, 降深S=1 047.47 m, 矸石井井筒荒半径r井=3.00 m。
5.2.2 流量测井水文地质参数的选择
流量测井成果将检1、检4号孔各划分为3个含水层, 检2、检3号孔各划分为2个含水层, 根据流量测井所取得含水层的底板深度、含水层厚度、静止水位及渗透系数, 分别估算各井筒各含水层的涌水量。当井筒水位降至含水层底板时, 其降深S值为含水层底板深度与静止水位之差。
5.2.3 井筒涌水量估算结果
利用上述参数及公式 (1) 、 (4) 、 (5) , 各井筒涌水量估算结果如表4所示。
m3/h
5.3 紊流状态井筒涌水量估算成果
分别利用检1、检2、检3、检4号孔抽水试验和流量测井所取得水文地质参数, 采用地下水呈紊流状态稳定流承压转无压解析法的计算公式, 分别估算主井、副井、风井、矸石井井筒涌水量。
抽水试验水文地质参数选择及流量测井水文地质参数选择同上。利用上述参数及公式 (2) 、 (3) 、 (4) 、 (5) , 各井筒涌水量估算结果如表4所示。
6 井筒涌水量估算成果的比较
(1) 从采用抽水试验资料及流量测井成果分别按层流及紊流状态计算的完整基岩段井筒涌水量的对比结果看, 利用抽水试验与流量测井参数计算得到的估算结果是相近的 (0.7～2.1倍) , 而紊流法是层流法估算结果的4.3～5.5倍, 差异较大。层流状态是建立在不管井径多大, 地下水均呈层流状态进入井内基础上的。而实际上在井筒刚揭露含水层时, 地下水即呈紊流迅速进入井内, 因此用紊流方法计算井筒涌水量较为适宜, 得到的估算结果理论上更为接近实际涌水量。
(2) 建议采用紊流法计算成果中的较大值:即主井井筒涌水量165m3/h, 副井井筒涌水量162m3/h, 风井井筒涌水量82 m3/h, 矸石井涌水量213 m3/h, 作为井筒设计与施工的参考依据。
摘要：根据朱集西煤矿建井前施工的井筒检查孔中获取的地质资料, 利用抽水试验和流量测井方法求取的水文地质参数, 分别利用地下水呈层流状态和紊流状态下的两种方法, 估算了井筒基岩段涌水量并分析比较, 涌水量采用值作设计、建井依据。
关键词：井筒,检查孔,完整基岩段,水文地质参数,层流状态,紊流状态,涌水量估算
参考文献
[1]安徽省淮南市朱集西煤矿井筒检查孔地质报告[R].常州:江苏长江地质勘查院, 2008.
井筒基岩段 篇3
杨柳矿井设计生产能力4 Mt/a, 立井开拓方式, 主井、副井和风井位于同一工业广场内。主井井筒净直径5.0 m, 装备一对12 t箕斗, 担负矿井煤炭提升。井筒总深度601.2 m, 其中表土段深度135.45 m, 基岩风氧化带深度173.36 m。井筒表土段及基岩段上部采用冻结法施工, 冻结深度192 m, 冻结段井筒均采用双层钢筋混凝土、HDPE塑料夹层复合井壁。基岩段采用普通钻爆法施工, 素混凝土井壁, 壁厚450 mm。根据立井井筒检查钻孔取芯资料及三维物探地质资料预测, 井筒将穿过小沈家断层及由其导致的岩层破碎带, 受断层影响的主要破碎带范围为基岩风化带底界173.36～332.30 m。破碎带厚度大、胶结较差, 施工中易发生片帮事故, 在此地质条件下建井, 在国内当时尚属首次, 给井壁结构设计和井筒施工造成很大的困难。
2 工程地质及水文地质
立井检查孔和三维物探地质资料显示, 井筒穿过新生界松散层中, 粘土所占比例较大, 对井筒冻结施工不利;基岩段以坚硬-半坚硬状碎屑岩类为主。通过对岩石的岩性特征和物理力学性质分析, 泥岩抗压强度低, 多属软岩类, 岩体质量较差;粉砂岩岩石质量中等, 砂岩、岩浆岩胶结良好, 坚硬致密, 岩石抗压强度高, 稳定性好, 岩石质量好;但局部砂岩由于受应力挤压, 岩芯破碎, 岩石质量较差;浅部基岩风氧化带岩石质量较差, 井筒工程地质条件为较复杂类型。立井检查孔揭露了小沈家断层, 初步确定断层深度为190 m左右, 井筒穿过多层含水层, 主井井筒涌水量为75.2 m3/h, 水文地质条件为复杂型。
3 过断层破碎带井筒结构形式[1,2]
根据对国内基岩段井壁结构的分析, 并结合我国立井基岩段井筒施工现状及杨柳矿井井筒地层条件, 考虑井壁与围岩的相互作用机理和施工条件, 对断层破碎带井壁形式经筛选后提出4种结构方案如表1、图1所示。
4种方案的比较如表2所示。通过分析, 综合考虑到施工安全及施工技术、施工工期等因素, 确定采用方案三, 即内层现浇素混凝土 (C40) 井壁, 外层为网、锚、喷临时支护层作为井壁结构方案, 锚杆为缝管式, 长1 800 mm, 间距为800 mm×800 mm, 插花布置;金属网采用φ6 mm钢筋焊接而成, 网格为100 mm×100 mm。
此种井壁结构形式不仅方便施工, 工期缩短, 而且节省了投资。同时, 考虑围岩破碎、胶结程度不同, 当围岩较完整、胶结较好, 外层仅进行网、锚临时支护便可保证施工安全及井壁质量时, 则可取消喷层, 将内层井壁与喷层合并为一层;而当围岩严重破碎、胶结很差时, 可考虑采用方案四作为破碎带井壁结构, 以保证井筒安全施工到底。
4 井筒井壁参数计算
4.1 混凝土井壁厚度计算
素混凝土井壁:
钢筋混凝土井壁:
式中t—井壁厚度, m;
rn—计算处井壁内半径, m;
fs—井壁材料强度设计值, MN/m2;
fc—混凝土轴心抗压强度, MN/m2;
f′y—普通钢筋抗压强度, MN/m2;
P—作用在井壁的设计荷载, MPa;
vk—结构的安全系数, 取1.35。
混凝土强度等级为C40, fc=19.1MPa。
根据最大压力值可计算出立井断层破碎带井壁厚度, 如表3所示。
4.2 井壁验算
4.2.1 井壁计算方式选择验算
根据井筒的特殊情况, 井壁应按厚壁圆筒公式进行计算, 计算中应满足:
式中hn—内井壁壁厚, m;
r—内井壁内半径, m。
验算结果如表4所示。
4.2.2 井壁环向稳定性验算
保证素混凝土井壁环向稳定的基本条件为:
式中t—井壁厚度, m;
L0—井壁圆环计算长度, m;
r0—井壁中心半径, m。
井壁环向稳定按下式验算:
式中Pk—圆环失稳的临界应力, MPa;
Ec—混凝土弹性模量, 取3.25×104MPa;
vc—混凝土泊松比, 取0.2;
vk—钢筋混凝土井壁安全系数, 取1.3;
Pmax—作用于井壁的最大荷载, MPa。
4.2.3 三向应力作用下井壁承载力验算
井壁在三向应力作用下的承载力按下式验算:
式中:σ—三向应力作用下的承载力, MPa;
σt—井壁切向应力, MPa;
σr—井壁径向应力, MPa;
σz—井壁纵向应力, MPa;
σz0—井壁自重应力, MPa。
rx—井壁计算点半径, r≤rx≤Rww, m;
R—内井壁外半径, m;
rh—混凝土的重力密度, MN/m3。
根据《煤矿冻结法凿井技术规程》 (征求意见稿) 第5.6.3条, 井壁在三向应力作用下的承载力验算时, vk=1.40、σt=580 MPa、σz=685 MPa、σz0=985 MPa、rh=17 MN/m3, 代入上式中:
当验算点为井壁内沿时, r=rx, σr=0。以上各式可简化为:
验算中将破碎带视为上下连通, 岩层完全破碎, 破碎带岩层径向作用于井壁上一定的荷载, 但在竖向井壁自重完全由自身承担。
加强段井壁的起止标高及井壁厚度分别为:破碎带加强段起止标高为-240～-345 m;井壁厚度为550～600 mm;经验算, 断层破碎带井壁环向稳定性以及井壁在三向应力作用下的承载能力均满足要求。
5 结论
为保证井筒施工及井筒使用时的安全, 杨柳矿井主井井筒处于断层及受断层影响的破碎带中的井壁进行加强是必须的;基岩断层破碎带井筒加强段井壁的结构为内层井壁现浇素混凝土, 外层井壁采用金属网、锚杆和喷混凝土临时支护层结构, 施工证明该井壁结构设计合理, 较有利于施工;主井井筒破碎带加强段起止标高为-240～-345 m, 经计算确定井壁厚度为550～600 mm, 验算表明断层破碎带井壁环向稳定性以及井壁在三向应力作用下的承载能力均满足要求。2006年11月底, 各井筒 (含断层破碎带) 施工完毕, 至2009年9月, 均无异常。
参考文献
[1]张荣立, 何国纬, 等.采矿工程设计手册[M].北京:煤炭工业出版社, 2003
井筒基岩段 篇4
1 井筒基岩水文地质特征
1.1 井检孔揭露基岩主要含水层水文地质特征
1.1.1 基岩风化带风化裂隙承压含水层 (Ⅱ)
风化带起止437.66~449.60 m, 强风化带厚度11.94 m, 孔深474.85~484.57 m, 为一层厚9.72 m的粗粒砂岩。该砂岩上部岩心较完整, 下部岩心破碎, 垂直裂隙发育, 线裂隙率4~7条/m, 与上部强风化带共同构成该段主要含水层。该层段抽水试验结果:q=0.009 L/ (s·m) , K=0.04 m/d, 水位标高+7.45 m, 水温24℃, 矿化度为6.2 g/L, p H值7.4, 水质类型为SO4-Na型水, 矿化度高, 水质差, 说明地下水交替缓慢, 预计井筒涌水量26 m3/h。
1.1.2 下石盒子组五煤组砂岩含水层 (Ⅱ1)
顶底板深度为484.95~621.48 m, 标高为-448.443~-584.973 m, 含水层厚度29.09 m (真厚) , 为细粒砂岩及粗粒砂岩, 其垂向裂隙发育, 被钙质充填。简易水文观测有明显消耗, 其深度为613.00~618.91 m, 消耗量为1.00~6.48 m3/h。井检孔抽水试验结果:单位涌水量0.033 2 L/ (s·m) , 渗透系数0.113 6 m/d, 水位标高+12.417 m, 矿化度7 669 mg/L, 硬度1 089.46 mg/L, p H值7.6, 水质为SO4Cl-Na型, 属于承压裂隙含水层[1]。K6砂岩为该段主要含水层, K6砂岩为中—粗粒石英砂岩, 常含石英及燧石砾石, 碎屑成分中石英占90%以上, 硅质胶结, 厚9.86~18.53 m, 纵向裂隙发育。预计井筒涌水量为68.64 m3/h (其中K6砂岩涌水量占49.34 m3/h) 。
1.1.3 下石盒子组二、三煤组砂岩含水层 (Ⅱ2)
顶底板深度为679.25~781.32 m, 标高为-642.743~-744.813 m, 含水层厚度29.66 m, 岩性为细粒砂岩, 其裂隙发育, 方解石脉充填。简易水文观测未发现有明显消耗。此次井检孔抽水试验结果:单位涌水量0.026 5 L/ (s·m) , 渗透系数0.091 2m/d, 水位标高+10.147 m, 矿化度7 513 mg/L, 硬度969.33 mg/L, p H值7.6, 水质为SO4Cl-Na型, 属于承压裂隙含水层。K5砂岩为该段主要含水层, K5砂岩厚1.20~8.33 m, 浅灰—灰色, 细—中粒结构, 碎屑成分以石英为主, 长石为次, 硅、泥质胶结, 含菱铁质颗粒, 具大型斜层理, 层面含炭质, 下部含泥质包裹体, 纵向裂隙发育。预计井筒涌水量为67.45m3/h (其中K5砂岩涌水量占23.87 m3/h) 。
1.2 预想井筒基岩水文地质特征
根据井检孔揭露基岩资料结合矿井地质勘探报告、三维地震报告以及永夏矿区已生产的六对矿井井筒施工时揭露的情况分析:主、副、风三井筒基岩段构造复杂、岩石破碎、裂隙发育、含水层多且富含水;主、风井筒施工时主要受K6砂岩含水层的影响, 基岩风化带和K5砂岩含水层次之;副井除受基岩风化带、K6、K5砂岩含水层影响外, 预计在K6砂岩含水层段遇到SF6断层, 断距为0~25 m, 岩石破碎。
2 大段高高压超前预注浆方案
井筒基岩段施工期间, 坚持“有疑必探、先探后掘”的施工原则[2];根据《煤矿防治水规定》和《煤矿安全规程》要求, 单层涌水量在10 m3/h以上的含水层, 必须采用工作面预注浆通过。根据井检孔地质报告, 井筒基岩段含多层含水层, 其中将穿过2个水量较大的含水层组, 为了进行安全快速施工, 须对冻结段以下的井筒段实行工作面预注浆法通过 (140m段高、注浆压力为水压2~3倍) 。
工作面预注浆以封堵含水层孔隙、裂隙水, 增加破碎岩石强度构建井筒“隔水帷幕层”为目的[3]。在井筒内施工注浆孔, 地面建注浆站, 通过地面注浆泵和井壁吊挂无缝钢管, 将地面搅拌好的水泥浆液压入注浆孔含水层裂隙和构造破碎带中封堵裂隙水。
3 大段高高压超前预注浆工程设计
3.1 超前预注浆起止深度及注浆方法
以副井为例, 井筒复杂基岩段采用3个段高探水、注浆施工 (表1) , 全段下行压入式注浆。
注:结合井检孔资料。
3.1.1 注浆钻孔布置
(1) 注浆孔数N。
式中, D为井筒净径, 6.0 m;A为注浆孔与井壁距离, 0.5 m;L为注浆孔间距, 1.95 m。
代入数据计算得, N=8.05, 取8个 (图1) 。
(2) 径向角α。
α=arctan (S+A) /H
式中, α为钻孔在径向上与竖轴的夹角;S为终孔位置在径向上超出净径的距离, 取3.0 m (超出下部掘进荒径2.5 m) ;H为段高, 140/75 m。
代入数据计算得, α=1°26'/2°40'。
(3) 切向角。为解决钻孔控制范围内“竖向裂隙盲区”导致注浆效果差这一难题, 特设计钻孔切向倾角。钻孔切向倾角按照下式计算:
α1=arctan (s/h)
式中, α1为钻孔在切向上与钻孔径向斜距的夹角;s为注浆孔终孔位置间距离, 4.59 m;h为钻孔径向斜距, 141.25/75.13 m。
代入数据计算得, α1=1°52'/3°30'。
探水注浆孔布置参数见表2。
3.1.2 注浆孔施工顺序
注浆孔8个, 1#布置在正北方向, 按顺时针编钻孔序号 (图1) 。钻孔分2组交替施工, 1#、3#、5#、7#孔为第1组, 先行施工, 封堵大的裂隙;第2组2#、4#、6#、8#孔封堵细小裂隙及孔隙水, 并作注浆质量检查孔。其中1#孔为初检孔, 主要检查水量和地层的岩性;8#孔作为终检孔, 检查本次探水注浆的质量。钻孔数量及布置方式应根据第1组探孔施工及注浆情况进行合理调整。
3.1.3 注浆压力
注浆压力是浆液在裂隙中流动、扩散充塞、压实的能量, 是控制浆液距离的重要因素之一, 根据地层情况, 注浆终压取含水层水压的2~3倍 (表3) , 注浆压力为工作面注浆压力表压力值, 前期封堵大裂隙注浆压力取低值, 后期小裂隙注浆压力取高值。
注:应根据注浆情况调整注浆孔数, 暂定8个。
3.1.4 注浆材料及注入量
(1) 注浆材料。前期注浆选用单液水泥浆封堵裂隙水, 采用P.O32.5R普通硅酸盐水泥浆液, 另掺入水泥质量0.5%的食盐和0.05%的三乙醇胺作为外加剂, 外加剂起速凝早强作用, 加强注浆堵水效果。
(2) 水泥浆液注入量。水泥浆液注入量为:
式中, A为浆液消耗系数, 1.5;H为注浆段高, 140/75 m;R为浆液有效扩散半径, 10.5 m;β为浆液充填系数, 0.85;m为结石率, 0.85;η为裂隙率, 3.5%。
水泥浆液量及材料用量见表4。
3.2 混凝土止浆垫厚度计算及施工
3.2.1 混凝土止浆垫厚度计算
采用单级平底型混凝土止浆垫。混凝土设计标号为C60, 采用P.O42.5R普通硅酸盐水泥配制, 另加混凝土早强减水剂。止浆垫厚度Bn按式 (1) 计算:
式中, P0为注浆终压, 各注浆段分别取14.7, 17.7, 22.6 MPa;[σ]为混凝土3~7 d抗压强度, 44.1MPa;r为井筒掘进半径, 4.0 m (井壁厚度加厚为1.0 m) ;k为安全系数, 取2.0。
根据计算结果, 各注浆段止浆垫有效厚度分别为3.87, 4.40, 5.30 m, 各注浆段止浆垫有效厚度分别取4.00, 4.50, 5.30 m;止浆垫有效厚度可根据混凝土强度及井壁厚度变化进行调整。施工时可以减小止浆垫有效厚度, 先加固止浆岩帽 (止浆垫下的岩帽厚度应不少于20 m, 每次段高预留20 m的超前距) , 使岩帽与混凝土止浆垫共同承受注浆压力。
3.2.2 混凝土止浆垫施工
为防止止浆垫与井壁间漏水漏浆, 要求止浆垫与井壁重叠0.5 m, 永久井壁以下止浆垫有效厚度不得小于设计厚度。混凝土由地面搅拌站配制, 经底卸式吊桶下井, 混凝土浇筑应连续施工, 加强振捣, 混凝土中可掺加早强减水剂;止浆垫上面避开孔口及罐底位置预留一个集水坑以备排水。
混凝土止浆垫施工前, 应做好上部井壁截水及下部围岩出水点导水工作, 确保止浆垫施工质量[4]。若工作面水量较大, 应施工滤水层止浆垫, 并在滤水层中埋设滤水箱 (厚8 mm钢板加工) , 滤水箱顶部焊接滤水管 (273 mm×8 mm) , 便于潜水泵排水。滤水层采用大粒径石子铺设, 滤水层的铺设厚度应保证其空间满足中间换泵时间 (10 min左右) 。
滤水层厚度A=tq/3.14βr2+0.25
式中, t为停泵时间, 一般取10 min;r为井筒荒半径;q为井筒工作面实际涌水量;β为碎石孔隙率, 取40%。
3.3 孔口管埋设
3.3.1 孔口管长度取值
根据《简明建井工程手册》要求, 孔口管长度应大于止浆垫厚度0.5 m以上, 止浆垫以上留0.3 m高度, 孔口管取值见表5。根据施工经验, 孔口管采用108 mm无缝钢管加工而成, 孔口上部焊接法兰以便与高压注浆阀连接, 中下部加工成倒竹节状。根据施工经验, 井筒注浆选用108 mm×5/6 mm无缝钢管, 孔口管长度现场根据止浆垫厚度、注浆深度及岩帽岩层特性合理选择。
3.3.2 孔口管埋设方法
第1组孔口管采用预埋的方式。将钻机按设计的方位、孔径、倾角安装固定在大模板上, 在清底后的工作面向下钻进5~10 m, 用压风吹净孔内岩粉, 下入108 mm注浆孔口管, 孔隙充填2∶1的水泥砂浆后, 然后浇注混凝土止浆垫;根据第1组孔注浆情况, 确定是否需要进行第2组孔施工, 需要施工时, 第2组孔口管则采用后埋的方式进行, 即直接在止浆垫上造孔埋设即可。
3.4 注浆孔施工
注浆钻孔采用2台ZDY650 (MK-3) 型液压钻机, 分别配50 mm钻杆及65/75 mm三芯钻头施工, 地面通过供水管直接供水打钻作循环水。在打钻前, 要在108 mm孔口管上安设12.5 mm高压球阀, 以防钻孔时含水层突水造成淹井事故。
打钻施工是在打钻平台上进行的, 打钻平台距止浆垫2 m左右, 工作台固定在井筒施工的大模板或井壁上, 并卡好保险绳, 在平台上铺厚50 mm的木板 (用铁丝固定) 。钻进过程中, 若钻孔涌水量超过5 m3/h, 或因岩石破碎打不下去时停钻注浆, 否则一直钻进直至终孔。终孔时要核实钻具长度, 确保钻孔深度符合设计要求[5]。
3.5 注浆施工
3.5.1 准备工作
注浆站布置在井口附近, 站内安装XPB-90E型液压注浆泵 (注浆压力可达25.5 MPa) 2台, 并设置清水池、水泥浆搅拌系统。一级搅拌池利用井口搅拌机, 并在附近砌筑二级搅拌池, 采用普通108mm弹簧管将一级搅拌池内浆液放入二级搅拌池, 利用现有散装水泥罐直接上料。利用一路50 mm×6 mm无缝钢管作输浆管路, 输浆管路与注浆泵和孔口管之间用6.4 mm高压胶管连接。每次注浆结束后应及时清洗管路及注浆泵。
3.5.2 设备试运转
注浆设备及管路安装完毕必须进行试运转, 注浆系统应满足最大注浆压力和流量的要求, 试运转或耐压试验时设备应无异常响声。
3.5.3 注浆作业流程
浆液经搅拌系统搅拌后, 经注浆泵、输浆管和注浆孔口管进入受注岩层。
注前试验过程中, 视凝胶时间调整好浆液配比。每个孔注浆结束后, 必须用清水冲洗净注浆管路。当注浆孔钻到既定深度后, 先用清水冲孔 (破碎带不冲) 直到流清水后进行注浆作业。注浆作业程序:接通输浆管路→压水试验→注浆→定量压清水→冲洗输浆管路→拆洗注浆泵→扫孔或钻进。
3.5.4 压水试验
注浆前进行压水试验, 冲洗岩石裂隙中的充填物, 提高浆液结石体与岩石裂隙面的粘结强度及抗渗透能力, 并根据泵压及注入量进行钻孔吸浆量的测定, 单位钻孔吸水量的计算公式为:
q=Q/H
式中, Q为最大压力时的流量;H为试验段的高度。
压水试验时, 应尽可能采用大泵量, 将压力值控制在本段注浆终压, 一般压水时间为20 min (破碎带压水时间缩短或不压水) , 精确测量并记录压水段高、流量和压力, 根据压水时间测定的单位钻孔吸水量确定注浆时浆液的起始浓度, 作为鉴定注浆效果的依据之一。
3.5.5 注浆压力调整
在注浆过程中, 注浆压力可分为初期、正常及终压3个阶段变化, 当初始浓度确定后, 根据注浆压力变化情况, 及时控制浆量, 调整浆液浓度及凝胶时间等, 使注浆压力平缓升高, 避免出现较大波动, 直至达到注浆终压和终量, 并稳定20 min以上。
3.5.6 浆液调配
单液水泥浆常用水灰比为2∶1、1.5∶1、1.25∶1、1∶1、0.75∶1、0.6∶1和0.5∶1, 单液水泥浆配制见表6。每次注浆的初始浓度根据压水试验测定的单位钻孔吸水量进行选择 (表7) ;注双液浆时, 水泥浆与水玻璃体积比例为1∶ (0.8~0.6) 。
每个钻孔注浆时, 初注用浓浆, 复注时逐渐降低浆液浓度, 但每次注浆时, 一般先稀后浓。当浆液在裂隙中沉析、充填阶段, 若压力不升且进浆量也不减时, 应逐渐加大浆液浓度;反之, 若压力上升快且进浆量减少也快, 应依次降低浆液浓度;每间隔20 min更换一次浆液浓度。
3.5.7 注浆结束
当钻孔注浆达到结束标准, 或因裂隙较大, 虽未达到结束标准, 但为防止浆液扩散较远, 按预定的注浆注入量已达到要求, 可结束此次注浆。在结束注浆前, 需压注一定量的清水, 将管路中的浆液冲洗干净, 注入量为输浆管路和注浆孔容积的80%, 然后关闭孔口高压球阀, 打开放浆阀, 冲洗输浆管路。注浆结束标准:各注浆孔的注浆压力达到设计终压值, 注入量小于50 L/min, 稳定20 min以上。注浆结束时, 浆液水灰比不低于1∶1, 即1∶1浆液或更稀。
3.5.8 扫孔和复注
注浆结束后, 原则上在注浆段位置能托住钻就可扫孔, 一般需4~6 h;扫孔后进行压水试验, 当耗水量小于20 L/min时可不再注浆, 进行下一个钻孔的钻进, 否则应复注。
4 钻孔施工和注浆效果
以副井第2段高对K6砂岩含水层和断层破碎带超前预注浆施工情况和效果进行分析。
4.1 钻孔施工和注浆情况
原设计施工8个注浆钻孔, 根据主、副、风3个井筒第1段高超前预注浆施工情况, 调整设计增加钻孔密度, 由8个增加到12个, 为提高“隔水帷幕墙”阻水强度, 增加补孔和检查钻孔, 注浆材料先期为水泥加添加剂, 后期为化学浆, 进一步提高注浆效果 (图2) 。
该段高140 m, 共施工钻孔28个, 造孔进尺为7 349.3 m, 单液2 677.009 m3, 水泥1 277.63 t, 食盐6 265.45 kg, 三乙醇胺626.545 kg;化学浆68.392 t (表8) 。
4.2 注浆效果
各注浆孔的注浆压力达到设计终压值, 地面终压达18 MPa, 工作面注浆压力最大为24 MPa;注入量小于50 L/min, 稳定20 min以上。注浆结束时, 浆液的水灰比不低于1∶1 (即1∶1浆液或更稀) 。浆液运移可见距离达50~100 m (副井注浆时在风井、主井见水泥化学浆渗出) , 浆液的注入量基本达到设计要求。
根据各钻孔最后一次扫孔结束单孔涌水量分析:Q≤1 m3/h的孔分别为:1#孔、补1#孔、2#孔、3#孔、补3#孔、4#孔、补4#孔、5#孔、补5#孔、6#孔、补6#孔、7#孔、8#孔、补8#孔、9#孔、补9#孔、10#孔、补10#孔、检3#孔、检4#孔;1 m3/h<Q≤2 m3/h的孔分别为:补2#孔、补7#孔、补11#孔、补12#孔;Q≥2 m3/h的孔分别为:11#孔、12#孔。
根据单孔涌水量推断, 下一步井筒施工分层揭露涌水量为2 m3/h, 不大于10 m3/h, 满足副井井筒基岩段正常掘砌条件。
5 井筒施工揭露情况
从井筒揭露的情况看:砂岩中竖向裂隙充填水泥胶结, 微细裂隙充满化学浆液呈白色;断层破碎带充填水泥, 水泥胶结破碎岩块形成完整的岩块;不同岩性岩层界面充满水泥和化学浆、呈灰白色;构建井筒“隔水帷幕层”较完整, 隔水效果较好, 掘进时井壁局部砂岩和破碎带微细裂隙有少量渗水外, 其他井壁揭露岩层岩石潮湿, 该段井筒涌水量0.7~0.9m3/h。掘进期间, 利于炮眼施工和光面爆破, 减少出岩量, 利于井筒浇筑混凝土并增加强度, 提高掘进速度 (正常月进100 m) , 井筒成型好。
6 结论
对岩石竖向裂隙发育、横向联通较差的砂岩高承压含水层和构造破碎的复杂基岩段采取大段高、高压井上下结合超前预注浆防水技术, 采用径向和切向倾角注浆钻孔消除控制范围内“竖向裂隙盲区”, 提高预注浆效果, 构建井筒“隔水帷幕墙”, 既加固了“破碎基岩”, 又消除了涌水给井筒施工带来的安全隐患, 可以实现“强基岩、干井筒”快速施工。
参考文献
[1]房佩贤, 卫中鼎, 廖资生.专门水文地质学[M].北京:地质出版社, 1990.
[2]武强.煤矿防治水手册[M].北京:煤炭工业出版社, 2013.
[3]王国际.注浆技术理论与实践[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2000.
[4]王永红, 沈文.中国煤矿水害预防及治理[M].北京:煤炭工业出版社.