基岩段施工

基岩段施工（精选7篇）

基岩段施工 篇1

煤炭矿井斜井井筒的倾角有几度的, 也有几十度的, 它的施工方法、施工工艺和施工设备也与立井和平巷不同, 本文主要分析了斜井井颈的施工、斜井基岩的施工特点与方法。

1 斜井井颈施工的特点

斜井井颈的施工必须按地形、表土、岩石的水文地质条件等诸多因素确定。矿井在山地开凿斜井井口时, 因其表土较薄或仅有岩石风化带, 井颈施工非常简单方便, 仅把井口位置的表土和风化岩石清除干净, 再根据斜井方向及倾角采用钻爆法掘进, 以临时支护保护施工安全, 等掘进到设计的井颈深度后再从下到上砌碹。斜井的门脸一定要用混凝土或坚硬料石砌筑, 并在门脸的顶部修筑横向排水沟, 避免在讯期洪水涌入井内, 严重威胁施工和安全。山地井颈段形式如图1所示。

斜井口设置在平原地区时, 通常把井颈段一定深度内的表土挖出, 使井口呈坑状, 砌完后做好防水, 回填土并夯实, 人们将这种开挖方法叫明槽开挖。如果表土中含有薄层流砂且距地表的深度不大于10时要把井坑范围扩大, 这种开挖方法即大揭盖开挖方式。

明槽开挖和斜井井口临时支护完成后, 要看表土稳定状况, 把井筒从下向上进行永久支护, 砌到井口设计标高。明槽回填, 然后, 进行井颈暗挖段的施工。

暗挖段的施工方法一般取决于井筒倾角和表土层的稳定状况, 其中稳定表土是主要由粘土或砂质粘土组成的粘结表土及主要由黄土组成的多孔性表土。稳定表土要采用普通法施工, 就是风镐挖掘或爆破掘进。

在表土层土质密实、坚固, 涌水较小, 井筒掘进宽度不大于8m时, 要采用全断面一次掘进, 采用金属拱形支架作为临时支护, 段高取2m~4m。在井筒掘进跨度不小于5m时, 全断面一次掘进存在困难, 要采用两侧导硐施工法。

在斜井井筒进入风化带时, 上部土层变薄而风化岩层加厚, 在该过渡区段内, 采用土、岩分别短段掘砌施工法, 就是先掘完断面上部土层后, 在风化基岩上刷出临时壁座, 把部分侧墙和拱顶砌好, 再掘进断面上部的风化岩石, 并补齐剩余的侧墙, 这种方法即先拱后墙短段掘砌施工法。采用此方法施工时, 段高要小于1m, 不采用临时支护;如果土质较差, 则仍需两侧导硐施工, 在工作面全部进入风化带以后, 要改为全断面掘进, 但要打浅眼、少装药、放小炮, 进行支护管理, 避免片帮、冒顶事故的出现。在井颈段表土稳定并无水时, 也可采用锚网喷作为永久支护或采用钢纤维喷射混凝土作为永久支护。

对不稳定表土要按不同的地质条件和水文条件分别选用板桩法、混凝土帷幕法、沉井法、注浆法、冻结法等施工方法。

2 斜井基岩段的施工特点与方法

以往斜井施工的方法、工艺、设备, 基本上沿用岩石平巷。而因斜井具有相应的倾角, 装岩、提升、支护、排水和防跑车等各个环节都比岩石平巷施工困难, 因此, 斜井施工的机械化水平、施工的速度和工效等都赶不上岩石平巷。

大型提升机的不断产生, 斜井掘进提升使用斜井箕斗, 工作面排水采用喷射泵和潜水泵, 耙斗装岩机使用在斜井施工并与箕斗提升配套使用。近些年来, 我国斜井施工已形成了中国特色的机械化作业线和设备配套模式。

随着矿井大型化、集中化, 矿井深度不仅加深, 斜井断面也日趋增大。相应的施工设备也得到不断完善和发展, 设备配套日趋合理, 管理水平不断提升, 我国的大断面深斜井的成井速度稳定。

斜井凿岩机具一般采用气腿式凿岩机, 虽然, 机械化程度并不高, 但具有小巧、灵活、方便等优点, 在斜井掘进中具有天然优势。随着打眼机具、锚杆、锚索、喷射混凝土机具的改进, 使斜井基岩段支护简单化, 使掘进和支护平行交叉作业变为现实。

保持斜井快速施工的措施是:表土段施工要采用短段掘砌;基岩段施工采用掘支平行作业;钻爆作业采用激光定向、多台风钻凿岩、全断面一次深孔光爆;排矸作业采用大容积耙斗装岩机装岩、大型斜井箕斗提升;工作面采用喷射泵或潜水泵排水;在支护作业中采用锚网喷支护;在安全上设安全挡, 避免跑车;在作业中要采用综合防尘和独头长距离通风;在管理上要采用正规循环作业和多工序平行交叉作业。

摘要：煤炭矿井斜井施工方法、施工工艺和施工设备也与立井和平巷不同, 本文主要分析了斜井井颈的施工、斜井基岩的施工特点与方法。

关键词：斜井井颈,基岩段施工,特点,方法

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基岩段施工 篇2

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

深井冻结基岩段支护优化设计 篇3

国投新集能源股份有限公司口孜东矿主井冻结基岩段施工过程中, 根据副井、风井已揭露的围岩地质状况, 对比研究主井围岩状况, 对原设计的冻结基岩段支护方式进行了大胆技术革新, 将安徽省合肥煤炭设计院设计的131 m双层钢筋混凝土井壁改为单层素混凝土井壁, 取得了良好的效果。

1 工程概况

口孜东矿主井井筒累深1 009.7 m, 净φ7.5 m, 井口设计绝对标高+27.7 m, 风化带起止深度为-568.45～-588.6 m, 原设计-703.3 m向上部分为双层钢筋混凝土支护, 向下部分为单层素混凝土支护。经研究, 对主井井筒-572.3～-703.3 m (共131 m) 段井壁进行了支护方案的优化, 该段井筒以砂质泥岩、砂岩为主, 暗灰色、青灰色夹杂紫红色花斑。

原支护设计为双层钢筋混凝土, 竖向钢筋采用φ22×250 mm钢筋, 环向钢筋采用φ25×200 mm钢筋, 浇筑混凝土厚度600 mm×2, 混凝土强度等级为C50。

变更后支护设计为单层素混凝土, 浇筑混凝土厚度500 mm, 混凝土强度等级为C50, 如图1所示。

2 方案的验证

安徽理工大学地下工程结构研究所通过在主井井壁布置测点, 安装监测仪器, 对口孜东矿主井-650 m井壁冻结压力、井壁环向钢筋应力、井壁冻结温度受力进行了监测, 监测数据如图2～4所示。

根据图2～4可知, 主井井壁所受土层压力均小于冻结压力, 环筋应力小于施工阶段, 井壁混凝土温度处于0～-5℃之间, 主井井壁受力正常, 可知变更后的方案完全满足安全和技术要求。

3 经济比较

3.1 掘进费用

原设计:掘进断面积76.98 m2, 掘进井筒长131 m, 掘进工程量10 084.38 m3;

现方案:掘进断面积56.75 m2, 掘进井筒长131 m, 掘进工程量7 434.25 m3;

减少掘进工程量2 650.13 m3, 按100元/m3计算, 节省成本26.5万元。

3.2 混凝土费用

原设计:掘进断面积76.98 m2, 净断面积44.18 m2, 掘进井筒长131m, 混凝土用量4296.80m3;

现方案:掘进断面积56.75 m2, 净断面积44.18 m2, 掘进井筒长131m, 混凝土用量1646.67m3;

节约混凝土用量2 650.13 m3, 按600元/m3计算, 节省成本约159万元。

3.3 钢筋费用

原设计采用钢筋, 而现方案没有钢筋, 原设计钢筋费用计算如下:

竖向钢筋质量计算:

式中, M为钢筋质量, kg;K为搭接系数, 取1.2;m为单位钢筋质量, φ22 mm钢筋质量2.984 kg/m;L为井筒长度, 取131 m;D为井筒直径, m;X为竖向钢筋间距, 取0.25 m。

经计算, φ22 mm内层竖向钢筋质量为44.21 t, 外层竖向钢筋质量为58.36 t。竖向钢筋合计102.57 t, 按6 000元/t (当时市场价格, 下同) 计算, 节约成本61.5万元。

环向钢筋质量计算:

式中, M′为钢筋质量, kg;K为搭接系数, 取1.2;m′为单位钢筋质量, φ25 mm钢筋质量3.853 kg/m;L为井筒长度, 取131 m;D为井筒直径, m;X′为环向钢筋间距, 取0.2 m。

经计算, φ25 mm内层环向钢筋质量为71.36 t, 外层环向钢筋质量为94.19 t。环向钢筋合计165.55 t, 按7 000元/t计算, 节约成本115.9万元。

3.4 冻结费用及电费

超过100万元。

3.5 其他费用

采用单层素混凝土不但节约了人工费用, 运输费用, 还减少了部分材料的消耗 (炸药、雷管、防渗密实剂、手镐等) , 估算节约费用超过30万元。

4 结论

口孜东矿主井冻结基岩段施工过程中井壁由双层钢筋混凝土优化为单层素混凝土, 经验证完全符合安全和技术要求, 节省成本近500万元, 降低了工人的劳动强度, 提高了建井速度, 建井工期缩短了1个月。

摘要：口孜东矿主井冻结基岩段131 m支护方式由双层钢筋混凝土井壁全部变更为单层素混凝土井壁, 极大地降低了工人劳动强度, 节省成本近500万元, 提高了建井速度, 建井工期缩短了1个月。

基岩段施工 篇4

近年来,随着浅部资源的不断减少,矿山在逐渐向深部开采过渡;随着开采技术和机械化程度的提高,矿山规模在不断增大,年产千万吨的煤炭矿山和五百万吨以上的金属矿山已屡见不鲜。矿山开采深度和规模增大的同时,竖井深度和井筒断面不断增加。目前,深度超千米的竖井频频出现[1,2,3,4],已有1 400m的超深井矿山正在建设中,井筒最大断面也已达到10m以上。竖井是矿山生产的咽喉工程,其担负着提升、通风、各种管线下井,起着联通井上、井下的重要作用。在满足安全生产及提升规模的条件下,面对超千万元单条超深井投资,通过选取合理的井壁支护厚度来控制项目前期投资非常重要。在超深度和大断面的条件下,合理确定永久支护形式及井壁厚度成为必须解决的问题。开展超深井井壁支护厚度计算方法研究,对于深井矿山设计与投资成本控制具有重要的参考价值。

2 井壁合理厚度

在以往设计中,通常井壁的厚度随着井筒深度和断面的增大相应增加。对于处于稳定基岩中深度在600m以内的竖井,《煤矿立井井筒及硐室设计规范》推荐的井壁厚度见表1。深度大于600m时,井壁支护厚度按表1要适当加大或提高混凝土的强度等级。

实践表明在深度600m内,这一理念通常能保证井壁的安全;但随着深度的增加,井壁的厚度成为影响前期投资的一项重要经济指标。同时,研究表明井壁厚度的增加与井壁安全储备并非线性增加[5,6,7]。

根据圆形井壁弹性应力分析结果,其内边缘的切向应力最大。因此,在井壁研究中,将内缘切向应力作为井壁安全性的控制因素。本文选取直径6.5m、深1 000m的井筒作为研究对象,计算不同厚度下的井壁内缘切向应力解。假设井壁受的围岩压力最大和最小值分别为Pmax和Pmin,井筒外径和内径分别为R1和R2,则井壁内缘切向应力值如下公式(1),令P1=(Pmax+Pmin)/2,p2=(PmaxPmin)/2则解得井壁切向应力最大值:

式中[σ]为井壁混凝土衬砌的单轴抗压设计强度值。

分别假定Pmax=1.5MPa和Pmin=1.0MPa,利用公式(1)计算的曲线如图1所示。

将该曲线分为4段:第一段,t≤0.3m(井壁厚度),在这一段σmax随t的减小而急剧增加,井壁厚度不能设计在此区间内;第二段,0.3m<t≤0.5m,σmax随t的增大,减小较快;第三段,0.5m<t≤0.7m,随t的增大σmax减小缓慢,增加厚度不会带来明显的安全效应;第四段,t>0.7m的增加,几乎不能使σmax减小。

以上分析表明:在工程条件及地应力一定的条件下,井壁厚度的增加使得内缘应力成负指数关系衰减;因此,通过增加井壁厚度来获得井壁安全储备是不合理的;在满足井壁切向应力小于井壁材料强度的前提下,设计中应选取合理的井壁厚度。

3 井壁侧压力计算

井壁厚度的确定,主要难点在于井壁荷载的确定,受围岩性质、地应力水平、水压、工程特点(断面、深度、施工、支护、时间)影响,其荷载无法准确确定。目前,井壁厚度的确定仍多采用工程类比法和经验值法。本文采用侧压力系数法、弹性平面法及塑性数值法分别计算井壁侧压力。

3.1 侧压力系数法

设计中采用《煤矿立井井筒及硐室设计规范》[8]中的公式(2)进行井壁厚度计算,公式中井壁侧压力pK通过侧压力系数计算求得:

井壁厚度

式中:r0——井筒净半径;

fs——井壁材料设计强度,素混凝土取fs=0.85fc;

fc——混凝土轴心抗压强度设计值;

p——计算处井壁上的设计荷载值。

采用侧压力系数法计算时,假定井筒直径为φ7.5m,岩层平均重度为26kN/m3,侧压力系数为0.04,C30级混凝土;按公式(2)计算,井壁深度与井壁厚度的关系如图2所示。

计算结果表明:用侧压力系数法计算井壁侧压力,使得井壁厚度随深度成幂函数关系增大;侧压力由竖向应力求得,未直接考虑水平应力;深部水平应力已大于竖向应力,井壁主要受水平应力影响。因此,在深部井壁厚度设计中,采用侧压力系数法计算存在局限。

3.2 弹性平面法

岩体随着深度的增加,其强度指标成增大趋势。在深部稳定岩层中,认为深部岩体为硬岩;井筒掘进开挖后,假定井壁围岩仅小范围进入塑性状态,可视为弹性平面问题,得到近似弹性解。

3.3 塑性数值法

基于有限元、边界元、离散元、有限差分等计算方法开发的数值计算软件,其内置多种塑性数学模型,可建立近似的工程模型,模拟岩层及支护结构的相互作用。目前,FLAC3D、MIDAS、ABAQUS、Geo5、Z＿soil2D/3D、Geo Studio、ADINA、Rocscience等数值软件在岩土工程领域被广泛应用,能够较好地解决岩土工程领域的问题。

井壁厚度计算中,通过岩土勘察报告获得岩石力学参数和地应力测量结果作为基础计算资料,采用数值计算软件建立数值模型,进行塑性计算,从而得到井壁侧压力的塑性解。

4 井壁合理厚度的确定

4.1 工程计算条件

井筒设计直径φ7.5m,井筒设计深度1 500m;地层围岩及衬砌混凝土参数如表2,地应力测量结果如表3。

4.2 侧压力系数解

选取结构安全系数及岩层不均匀系数,分别为1.2和1.1;侧压力系数为0.031。计算结果如下:

式中:Pk——计算处井壁荷载标准值;

An——岩(土)层水平荷载系数;

γi—岩层的重力密度;

hi——岩层厚度;

Sv——竖向应力;

γO——岩层不均匀系数;

v——结构的安全系数。

4.3 弹性平面解

弹性平面计算模型见图3。

依据图3解得井壁侧压力值[9,10]为式(5):

式中:Pt——井壁侧压力值;

SH——最大水平应力;

Sh——最小水平应力;

Y0—井壁内半径;

γ1——井壁外半径;

G、Gc——围岩和混凝土的剪切模量;

Ec——混凝土的弹性模量;

μ、μc——围岩与混凝土的泊松比。

由式(5)解得Pt=1.73MPa,由式(4)解得P=2.29MPa。

4.4 塑性数值解

应用FLAC3D建立数值模型[11],选用Morh-Coulomb本构模型,围岩采用实体单元模拟,衬砌采用FLAC3D自带衬砌Liner单元模拟;三维计算模型尺寸:长×宽×高=100m×100m×10m建立模型。

塑性解算结果如图4所示,衬砌应力最大为4.25MPa;由于在计算中没有考虑开挖荷载释放,选取荷载释放系数为0.6,即二次衬砌的分担荷载系数为0.4[12]。

4.5 井壁厚度汇总

采用上述3种方法计算得到的井壁侧压力,应用公式(2)计算井壁厚度,结果如表4。

计算结果表明:由侧压力系数,通过竖向应力求得的井壁厚度偏小;在近水平硬质稳定岩层中,按连续介质由弹性平面法和塑性数值法求得的井壁侧压力值计算得到井壁厚度比较接近实际工程应用的井壁厚度。

5 结语

在深部高应力稳定基岩中,一味增加井壁厚度是不合适的;深部水平应力已大于竖向应力,采用竖向应力推算井壁侧压力在深部存在局限性。笔者认为在深部稳定基岩段,通过塑性数值法确定合理井壁厚度是一种可行的方法。实践中充分利用深部岩体自身强度高的特点,宜采用高强度等级的衬砌材料或复合支护手段,提供井壁安全储备,保证井壁安全。

摘要：在深井矿山设计中,仍采用传统侧压力系数法确定井壁荷载,使得计算得到井壁厚度随深度成幂函数关系增加,且计算中不考虑水平应力水平,这显然存在局限性。分析表明:一定条件下,随井壁厚度的增加,其内缘应力成负指数关系衰减。并壁厚度的增加与井壁安全储备并非线性增加,且深部围岩自身强度较高,应充分利用围岩自身强度。选用合理井壁支护厚度,满足矿井安全生产需要,节省矿井前期建设投资。本文依托某超深井矿山工程地质背景,应用侧压力系数法、弹性平面法及塑形数值法,计算探讨了如何合理确定超深井基岩段井壁的厚度。

关键词：超深井,稳定基岩,井壁侧压力,井壁厚度

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[10]徐干成,郑颖人,等.地下工程支护结构[M].北京:中国水利水电出版社,2008.

[11]陈育民,徐鼎平.FLAC/FLAC3D基础与工程实例[M].北京:中国水利水电出版社,2009.

基岩段施工 篇5

在现在建井工程中, 井筒深度越来越大, 井筒穿越深厚表土层以及富水岩层的情况越来越多, 而传统的地面注浆以及工作面预注浆工法已经不能满足工程防水需要, 很多的工程实践证实了冻结法施工才是最安全可靠的凿井法之一。为了保障冻结法施工过程中矿井的安全, 对冻结孔进行封水处理是必要的工艺。目前多采用水泥浆置换技术进行封堵。在冻结孔施工完成之后, 冻结管下放之前, 将冻结孔内孔底以上一定范围内的泥浆用缓凝水泥浆液进行置换, 然后再下放冻结管。通过该工艺可以使冻结管和周围地层紧密结合, 从而有效阻断水流通道, 达到封水目的, 进而保证井筒安全[1,2]。

2 工程概况

山东唐口煤业有限公司位于山东省济宁市西约10 km, 矿井于2006-01-01正式投产, 核定生产能力500万t/a。根据矿井开拓部署, 为满足矿井南部通风系统安全改造需要, 新建南部进风和回风立井, 井筒采用冻结法施工。根据井筒检查孔竣工报告, 两井筒基岩段将分别在井筒深度400~430 m段揭露F2 (H=146 m∠65°~70°) 正断层。为确保井筒施工安全, 井筒冻结深度至F2断层带以下, 进风井冻结深度为470 m, 回风井冻结深度为460 m。为防止第四系和各含水层水通过冻结管与孔壁间的环形空间补给F2断层, 造成井筒突水事故, 冻结孔基岩段需用水泥浆充填环形空间, 封闭导水通道。

3 冻结孔地质条件

冻结孔地层自上而下为第四系和侏罗系地层。第四系 (Q) 厚约220 m, 由粘土、砂质粘土、砂及砂砾层组成;第四系地层砂层厚, 含水丰富, 水质较好, 被广泛用作工农业供水。侏罗系上统蒙阴组 (J3) 厚度332 m, 主要由灰色~灰白及深灰色细砂岩夹粉砂岩、中砂岩及粗砂岩组成, 为井田一个主要含水层;侏罗系中部被岩浆岩侵入。

根据三维地震勘探资料分析, 南部风井区域地质条件较复杂, 附近发育有F2 (H=221~315 m∠75°) 、F7 (H=40 m∠74°) 、EF57 (H=0~15 m∠74°) 等断层。从井检孔揭露的地层资料分析, F2断层上部倾角发生变化, 倾角变小, F2断层切过进风井和回风井井检孔, 其走向北东, 倾向南东, 倾角约70°, 预计进、回风井井筒见F2断层深度为400~430 m。

4 置换浆液材料的选择

为有效封堵冻结孔与冻结管环形空间, 并保证冻结管下放到设计深度, 采用缓凝水泥浆置换孔内泥浆。缓凝水泥浆采用P.C32.5复合硅酸盐水泥、钠基澎润土、复合缓凝剂等按一定比例配制而成, 其初凝时间达到5 h以上。复合缓凝水泥浆比重比钻孔护壁泥浆比重大, 能保证复合水泥浆与泥浆之间进行置换[3,4]。

5 泥浆置换工艺

(1) 冻结孔钻进至设计深度后, 首先将钻杆全部提升至井盘取下钻头, 而后再将钻杆下入孔底, 用护壁泥浆循环液进行冲孔, 保证孔内无岩粉沉淀, 同时调整泥浆比重, 确保缓凝水泥浆液比重大于泥浆比重。

(2) 泥浆置换前, 根据冻结孔所需置换水泥浆量, 在浆液池严格按配比调制好缓凝水泥浆, 并搅拌均匀。

(3) 缓凝水泥浆配制好后, 通过钻杆注入冻结孔下部, 钻杆边注边提, 复合浆液注完后立即提出钻杆, 快速下放冻结管。

(4) 冻结管下放结束后, 复合水泥浆充填于冻结孔孔壁与冻结管之间的环形空间, 水泥浆凝固后, 将冻结管与孔壁固结成整体, 达到了封闭隔水的作用。

6 保证泥浆置换效果的技术要求

(1) 由于在焊接下放冻结管过程中将有部分水泥沉淀, 为保证冻结管下放的深度达到设计要求, 冻结钻孔造孔时钻孔深度比设计延深1~2 m。

(2) 为保证泥浆置换效果, 根据井筒地层的特殊性, 结合F2断层破碎带情况, 在冻结孔施工所用的护壁泥浆里加入广谱护壁剂, 该护壁剂与水泥浆液发生化学作用明显, 能增加缓凝时间。

(3) 配制缓凝水泥浆液时, 要严格掌握浆液浓度和配比, 浆液要搅拌均匀, 严禁其他物品进入浆液内。

(4) 焊接下放冻结管时, 要加快冻结管的焊接速度, 必须在缓凝水泥初凝之前下管结束[7,8]。

7 南部风井冻结孔泥浆置换效果

根据井筒冻结设计, 进风井有19个、回风井有17个冻结孔需要进行泥浆置换, 共注入了水泥约250 t置换冻结孔内泥浆, 冻结管全部下放至设计深度, 封闭了冻结管与孔壁间的环形空间。进、回风井井筒冻结孔泥浆置换效果良好, 既达到阻隔水的目的, 又确保了井筒的冻结效果。

8 结语

在冻结法凿井施工过程中, 冻结孔缓凝水泥浆置换封堵是保证顺利施工以及矿井后期安全生产的重要步骤。缓凝水泥浆液的合理配置以及冻结管顺利下沉等关键技术的解决是冻结孔封水技术的重大突破, 对工程有重大的实用性和经济效益, 对理论研究也有重要意义。

参考文献

[1]李昆.深冻结井筒基岩段水压特征[J].建井技术, 1997 (5) :31-32.

[2]杨维好.十年来中国冻结法凿井技术的发展与展望[C]//中国煤炭学会成立五十周年高层学术论坛.北京:中国煤炭学会.2012.

[3]程志彬, 吴晓山.缓凝水泥浆置换冻结孔泥浆封水技术[J].建井技术, 2010 (6) :28-30.

基岩段施工 篇6

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.

基岩段施工 篇7

1 近年来煤矿井筒涌突水事故统计

煤矿井筒基岩段涌突水事故统计分析是进一步研究水害防治技术的前提。本文共收集基岩段涌突水案例21 个 ( 表1) , 井筒净径介于3. 5 ~ 8. 0 m, 突水点埋深介于120. 0 ~ 824. 7 m。主要在井筒净径、涌水水源、突水点埋深、地质构造、防治水措施5 个方面对其进行了统计。这些数据可为井筒基岩段涌突水主控因素体系的建立和涌突水危险性预测提供基础资料。

2 煤矿井筒基岩段涌突水特征及趋势

2. 1 煤矿井筒基岩段涌突水特征

( 1) 井筒基岩段涌突水水源。根据所收集的资料, 煤矿井筒基岩段涌突水水源包括松散层水、砂岩裂隙水、构造导水、岩溶水、老空水等。将表1 数据按涌突水水源进行归类得到分类统计如图1 所示。从图1 可以看出: 砂岩裂隙水突水事故次数最多, 占到所收集资料的42. 8% ; 其次为构造导水和岩溶水, 均占到19. 0% 。松散层水涌突水与老空水涌突水分别占到14. 3% 和4. 8% 。基岩段井筒工作面松散层水水害主要发生在基岩风化壳, 风化壳裂隙发育, 围岩破碎、透水性强, 在筒掘砌过程中, 上部松散层水、壁后充填注浆析出水或冻结壁解冻水极易通过风化壳涌入井筒掘砌工作面。因此, 《煤矿井巷工程施工规范》规定井筒冻结深度应深入不透水基岩10 m以上, 且要求冻结和注浆交叉段不小于15m。

( 2) 涌突水与井筒掘砌相对时间关系。通过对表1 井筒基岩段涌突水案例的研究与分析, 将煤矿井筒基岩段涌突水分为2 个类型: ①瞬时涌突水; ②迟滞涌突水。瞬时涌突水多为爆破诱发或钻孔直接揭露。突水前围岩相对较为完整, 爆生裂隙或钻孔直接沟通水体后, 突水量瞬时急剧增大, 突水预兆不明显, 多为岩溶水突水和砂岩承压裂隙水突水, 该类事故占总事故的61. 9% ; 迟滞涌突水多发生在出矸或砌壁阶段, 甚至发生在井筒安装完毕以后。该类事故一般归结为在围岩应力重分布和水压的联合作用下, 相对隔水层强度不足, 或倒水构造活化, 围岩裂隙扩展、延伸至含水层。其涌突水特征是涌水量先呈现先波动然后突然增大, 该类事故占到总事故的38. 1% 。井筒基岩段涌突水类型如图2 所示。

2. 2 煤矿井筒基岩段涌突水趋势

由揭露范围的局限性, 井检孔有时不能有效反映井筒所要穿越地层的工程与水文地质条件, 特别是对于我国西北侏罗系煤田, 井检孔抽水试验井筒预测涌水量与后期凿井实际情况严重不符, 常常造成涌水量过大甚至突水淹井事故。同时, 对于复杂特殊地层, 如断层带、推覆带、破碎带等, 地面注浆效果有时难以保证。即使不少井筒采用了地面预注浆堵水方法, 但后期的实际掘砌过程中仍发生了涌水量过大甚至突水淹井的问题[22]。由于浅部资源逐步开采殆尽, 开采深度不断加深, 华北石炭二叠系煤田新建煤矿井筒深度已超过千米, 其井筒基岩段掘砌受到煤系地层薄层灰岩和煤系地层下伏灰岩水的威胁。而对于整合矿井或改扩建矿井, 由于早期资源开采杂乱无章, 资源整合后, 新建井筒有时不可避免地要穿越采空区, 这样就可能受到老空积水的威胁。如裴沟煤矿副井[6]在掘砌过程中先后2 次揭露老空区, 发生2 次突水淹井的事故, 造成了巨大的经济损失。

3 煤矿井筒基岩段水害治理建议

煤矿基岩段防治水措施包括强排、地面预注浆和工作面注浆, 强排方案常常引起地下水水位下降和地面沉降等不利因素。工作面注浆和地面预注浆堵水措施的选择一般取决于基岩含水层层数和集中程度。图3 给出了所收集资料中未注浆、地面预注浆和工作面注浆所占的比例。从图3 可以看出, 采用地面预注浆后仍发生突水井筒明显少于采用工作面注浆的井筒。工作面注浆后, 结石体需要足够的养护时间以达到一定的强度, 若养护时间不足, 下一阶段的施工中爆破振动常常对堵水帷幕破坏严重, 从而削弱其堵水效果。由于井筒工作面空间有限, 限制了大型注浆设备的使用。这样, 对于深部高压岩溶含水层, 井筒工作面注浆常常不能满足高终压、大泵量的注浆结束标准, 从而难以保证堵水效果。且工作面注浆与井筒掘砌交叉进行, 不利于项目管理。而地面预注浆可与井筒掘砌平行作业, 从而缩短建井工期, 具有注浆效果可控、有保证等诸多优点。

4 结论

( 1) 煤矿井筒基岩段涌水水源主要为砂岩裂隙水、构造导水、岩溶水、松散层水以及老空水。随着开采深度的加大, 岩溶水水害威胁越来越大。

( 2) 工作面注浆常常难以满足深部高压岩溶含水层高终压、大泵量注浆结束标准, 因而注浆堵水效果不易保证。同时工作面注浆与井筒掘砌交叉进行, 不利于项目管理。