1、神华宁夏煤业集团有限责任公司麦垛山煤矿副立井井筒及相关硐室掘砌工程施工组织设计(井深-250m -580m 段)1.前言麦垛山煤矿隶属神华宁夏煤业集团有限责任公司，由中煤国际工程集团北京华宇工程公司设计。位于宁夏回族自治区灵武市马家滩镇境内，鸳鸯湖矿区南端，井田南北长约4 公里，东西宽约 4.5 公里，井田面积约 75 平方公里。该矿区交通十分便利，在灵武市东南约70km 处，距银川市公路交通 82km。井田内地形为低缓丘陵，区内地势较为平坦。为了加快矿建进度，缩短建井工期采取地面预注浆与井筒施工平行作业的办法。副井地面预注浆于 2008 年 10 月 2 日结束。井筒于 2008 年 6 月
2、 26 日开挖，采用普通凿井法施工，成井 250m，在 2008 年 10 月 24 日伞钻凿眼时，用伞钻探出涌水，涌水量达到21m3/h。副立井在采用工作面预注浆方案效果不理想情况下，麦垛山煤矿筹建处请有关专家多次论证，决定由宁夏回族自治区煤田地质局采用井筒外降水方法来保证井筒施工通过第二含水层段，经过几个月的降水施工效果仍不理想，神华宁煤集团公司决定停止井外降疏水施工，采用冻结方案。2009 年 9 月 28 日，神华宁煤集团及麦垛山煤矿筹建处相关领导召开专题会议，对华宇公司提交的麦垛山煤矿副立井冻结方案进行了专题研究并确定了此方案,其冻结深度为250.000m 482.000m（相对标高
3、）,共 232m，井底标高为580m,冻结段壁座至井底基岩段还剩余 98m，合计 330m。在井筒冻结基岩段及基岩段施工中，为了加快工程进度、降低成本、提高工程质量,特编制冻结基岩段及基岩段施工组织设计。本施工组织设计编制依据：1）施工合同。2）北京华宇设计院编制的副立井井壁结构图及相关施工图纸。3）麦垛山煤矿副立井井筒检查孔资料。4） 煤矿安全规程 （ 2006年版） 。 5） 矿山井巷工程质量检验评定标准 （MT5009 94） 。 6） 矿山井巷工程施工及验收规范 （GBJ21390） 。 7） 煤矿建设安全规程 （试行） 。8）原神华宁煤集团有限责任公司麦垛山煤矿副立井井筒及相关硐室掘
4、砌工程施工组织设计 。2.工程概况2.1工程概况麦垛山煤矿采用主（斜）、副（立）、风（立）井开拓。全井田含煤 25-31 层，其中可采及局部可采煤层 15 层，平均总厚 26.3 米，主要可采煤层 6 层，总厚为 12.44 米，主要可采煤层平均厚度为 2.16米，全井田资源量为 11.2 亿吨。副立井井筒普通法凿井已施工 250m,第二含水层和第三含水层采用双层井壁冻结法施工，剩余基岩段施工采用普通凿井法施工，冻结基岩段 3 3 断面，净断面 69.4m2，掘进断面 98.5m2，基岩段 44断面，净断面 69.4m2，掘进断面 88.2m2。副立井井筒的主要技术特征见表 2.1，井壁结构图
5、见图 2-1。井筒-250m-580m 段主要技术特征表表 2.1序号 项目 副立井 单位X 4189059.000 m1 井口坐标Y 36387369.000 mZ +1416.000 m2 冻结段开始处标高 +1166.000 m3 冻结段结束处标高 +934.000 m4 井底标高 +836.000 m5 净直径 9.4 m6 净断面 69.4 m27 提升方位角 2370000 /8 井筒深度 580.0（已施工 250m） m外壁 500 mm井筒壁厚 内壁 900 mm 600 1600(四号壁座)9 井筒壁厚 号以下 600 mm外壁 双层钢筋砼 /内壁 素砼 /10 支护形式号
6、以下 钢筋砼 / C50 / C60 /11 砼标号号以下 C60 /2.2工程地质与水文地质特征2.2.1 工程地质 (一) 地层特征副立井井筒检查孔附近未见基岩出露，被广泛的第四系风积砂、黄土和古近系的浅红色粘土所覆盖。据检查孔揭露的基岩地层有侏罗系中统延安组、直罗组。井筒施工过程揭露各地层由老至新简述如下：1）侏罗系中统延安组(J2y)为一套内陆湖泊三角洲沉积，是井田的含煤地层。副立井检查孔揭露厚度 247.06m。岩性为灰、灰白色中、粗粒长石石英砂岩、细粒砂岩；深灰、灰黑色粉砂岩、泥岩及煤等组成。2）侏罗系中统直罗组(J2z)为一套干旱、半干旱气候条件下的河流-湖泊相沉积。副立井检查孔
7、揭露厚度 338.40m。其岩性上部主要为灰白、浅灰、灰绿、灰色的细粒砂岩，灰色、褐色粉砂岩，夹粗、中粒砂岩。中下部以厚层状的灰白、黄褐或浅红色含砾粗粒石英长石砂岩( 七里镇砂岩) 为主，与其下含煤地层假整合接触。3）古近系 (E)副立井检查孔揭露厚度 45.40m。其岩性主要由浅紫红色粉质粘土及粘土组成，底部为砾岩层。不整合于下伏各地层之上。4）第四系(Q)为冲、洪积的黄沙土，底部见钙化结核。顶部为现代沉积的风成沙丘和黄土层。覆盖在各地层之上，厚 3.00m。（二）工程地质特征第四系、古近系地层岩性以粘性土为主，根据实验室检测结果均为高液限土体，抗风化能力较差，吸水后具有较强膨胀性能，为不良
8、工程土体。侏罗系直罗组、延安组地层岩性以粉砂岩和砂岩为主，检测结果岩石饱和抗压强度远小于自然状态或干燥状态下的抗压强度，软化系数普遍小于 0.75，为易软化的岩石，工程地质条件较差。在井筒掘进中，要采取可靠措施，防止不良工程岩土体给井筒造成危害。（三）岩土性质粘土:比重 2.76g/cm3；含水量 18.59%24.79%；液限（WL）41.1%73.9%，塑限（WP）19.9%40.0%；塑性指数（IP）20.6 33.9, 液性指数（ IL）0；天然稠度（Wc）0.81 1.64；含水比 0.320.59；自由膨胀率 42.7%84.6%。土体坚硬，抗外力和抗变形能力较好，但抗风化能力较差
9、，具有较强的吸水膨胀、失水收缩性能，为不良工程土体，井筒掘进中应采取可靠支护方法。粗粒砂岩:颗粒密度 2.502.70g/cm 3，块体密度 2.132. 35g/cm3，块体干密度 2.062.23g/cm 3；含水率 1.127.69%；孔隙率 16.17 23.33%；吸水率 4.9613.36%；抗压强度天然状态下4.8 22.80MPa，饱和状态下 2.715.50MPa，干燥状态下7.79 41.00MPa；软化系数 0.240.67；抗拉强度 0.332.45MPa；抗剪切强度 1.384.43MPa；变形模量 0.8098.429104MPa，弹性模量 0.3115.17610
10、4MPa，泊松比 0.040.48 ；内聚力0.31 4.16MPa；内摩擦角 29474045 。岩石孔隙发育中等，抗外力和抗变形能力一般，遇水易软化，为弱稳定性岩体，工程地质性质较差。中粒砂岩:颗粒密度 2.622.72g/cm 3，块体密度2.14 2.46g/cm3，块体干密度 2. 052.38g/cm 3；含水率 2.049.73% ；孔隙率 11.4522.35% ；吸水率 4.5635.81%；抗压强度天然状态下9.93 42.80MPa，饱和状态下 4.8834.90MPa，干燥状态下24.0058.50MPa ；软化系数 0.120.60；抗拉强度0.64 4.40MPa；
11、抗剪切强度 1.576.88MPa；变形模量0.6951045.585104MPa，弹性模量0.5231046.245104MPa，泊松比 0.100.37；内聚力1.06 7.97MPa；内摩擦角 30503907 。岩石孔隙中等发育，抗外力和抗变形能力一般，遇水易软化，为弱稳定中等稳定岩体，工程地质性质较差。细粒砂岩:颗粒密度 2.612.78g/cm 3，块体密度2.252.78g/cm 3，块体干密度 2.022.63g/cm 3；含水率 0.6111.48%；孔隙率 4.7124.06%；吸水率 4.3239.03%；抗压强度天然状态下1.4546.10MPa，饱和状态下 0.063
12、3.50MPa，干燥状态下3.7381.00MPa；软化系数 0.020.68；抗拉强度 0.143.87MPa；抗剪切强度 0.428.57MPa；变形模量 0.14712.590104MPa，弹性模量 0.12711.170104MPa ，泊松比 0.110.39；内聚力0.277.25MPa；内摩擦角 30084030。岩石孔隙中等发育，抗外力和抗变形能力一般，遇水易软化，局部具一定抗水浸能力，为弱稳定中等稳定岩体，工程地质性质较差。粉砂岩:颗粒密度 2.562.76g/cm 3，块体密度 2.212.56g/cm 3，块体干密度 2.042.47g/cm 3；含水率 1.9210.51
13、%；孔隙率7.14 24.72%；吸水率 5.1538.61% ；抗压强度天然状态下2.77 45.9MPa，饱和状态下 0.0234.5MPa，干燥状态下5.86 68.10MPa；软化系数 0.000.70；抗拉强度 0.183.77MPa；抗剪切强度 0.579.40MPa；变形模量0.3391048.918104MPa，弹性模量0.128104MPa6.711104MPa，泊松比 0.040.46 ；内聚力0.61 11.11MPa；内摩擦角 30044106。岩石孔隙中等发育，抗外力和抗变形能力一般，遇水易软化，局部具一定抗水浸能力，为弱稳定中等稳定岩体，工程地质性质较差。泥岩:颗粒
14、密度 2.552.70g/cm 3，块体密度 2.242.47g/cm 3，块体干密度 1.822.27g/cm 3；含水率 8.6926.30%；孔隙率15.9332.34%；吸水率 34.2743.73%；抗压强度天然状态下0.95 3.53MPa，饱和状态下 0.020.16MPa，干燥状态下2.33 7.69MPa；软化系数 0.000.02；抗拉强度 0.060.31MPa；抗剪切强度 0.190.64MPa；变形模量0.0251040.237104MPa，弹性模量0.0111040.433104MPa，泊松比 0.040.32；内聚力0.090.59MPa；内摩擦角 3141392
15、3。岩石孔隙中等发育，抗水浸能力较差，抗外力和抗变形能力较差，为不稳定弱稳定岩体。2.2.2 水文地质特征（一）影响副立井井筒施工的主要含水层水文地质特征目前副立井施工深度为 250m，侏罗系中统直罗组上段裂隙孔隙含水层，揭露厚度 207.90m，其中含水层厚 60.80m。为富水性弱的含水层。通过井田勘探地质报告结合本次井筒检查孔施工资料分析，影响井筒施工的主要含水层为侏罗系中统直罗组裂隙孔隙水含水层及 2煤6 煤间砂岩裂隙孔隙承压含水层。所以确定副立井冻结段为250 482m。侏罗系中统直罗组下段裂隙孔隙含水层（组）影响副立井井筒施工的主要直接充水含水层之一，含水层厚130.10 m。岩性
16、主要为灰白、灰褐、浅红色夹紫斑的细、中、粗粒砂岩，局部夹薄层粉砂岩和泥岩，局部含砾；砂岩的成熟度较低，分选性差，接触式胶结为主。底部为一厚层灰白、浅红色含砾石英长石粗砂岩，俗称“ 七里镇” 砂岩，砂岩底部含石英小砾石，泥质胶结、颗粒支撑，胶结程度较差。根据副立井直罗组下段裂隙孔隙含水层抽水试验结果，地下水静水位埋深 105.00m，标高 1312.38m，水温 12。当水位降深S 11.07m 时，涌水量 Q2.534 L/s，单位涌水量 0.2289L/sm，渗透系数 K=0.1576m/d。据水质分析资料，地下水矿化度 12635mg/L,为盐水；PH=7.89,为弱碱性水；总硬度 193
17、.66，为极硬水；地下水化学类型为 CLSO4-NaMg 型。2 煤6 煤间砂岩裂隙孔隙承压含水层（组）本含水层（组）岩性由灰白色不同粒级的砂岩组成，粉砂岩和煤层呈互层状夹于含水层之中。含水层厚度 109.27 m，地下水水位水头标高 1310.21m，水温 14。含水层富水性属弱含水层。根据副立井检查孔抽水试验结果，当水位降深 S37.14m 时，涌水量 Q0.863 L/s，单位涌水量 0.0232L/sm，渗透系数K=0.0183m/d。据水质分析资料，地下水矿化度 11921mg/L,为盐水；PH=7.43,为弱碱性水；总硬度 130.92，为极硬水；地下水化学类型为CLSO4-CaM
18、g 型。（二）隔水层及其特征根据物探资料、岩性分析及岩石鉴定资料，隔水层以低阻、高密度的粉砂岩、泥岩为主。副立井检查孔揭露的隔水层有：直罗组粉砂岩、泥岩为主的隔水层；各主要煤层及其顶底板泥岩、粉砂岩组成的隔水层。现将主要隔水层分述如下： 直罗组粉砂岩、泥岩隔水层岩性以粉砂岩、泥岩为主，夹有少量薄层细粒砂岩，层厚 147.40 m。据宁东煤田煤矿井巷施工调查，结合麦垛山井田水文地质资料分析，隔水层的隔水性与泥质含量高低成正相关、与沉积环境、地下水赋存状态及构造性质、裂隙发育程度有关；当隔水层为岩性较细且致密的粉砂岩，或泥质含量较高的细砂岩，或砂岩与泥岩类呈互层状，岩性分布较稳定时，隔水效果较好。
19、在清水营煤矿井巷施工过程中，亦发现涌水段多发生在中、粗砂岩层；泥岩或砂岩与泥岩类呈互层状时涌水量极为微弱，粉砂岩中裂隙发育时，涌水量略有增大，在粗砂岩与泥质细砂岩层面间呈现明显渗水界面；泥岩类厚度大于 2.0m 时，则具有一定的隔水效果。本井田简易水文观测表明，在该隔水层粉砂岩中钻进时，泥浆基本不消耗；中、粗砂岩层，泥浆消耗则有增大；说明粉砂岩隔水效果良好。2 煤6 煤之间隔水层2 煤6 煤之间隔水层包括煤层本身及顶底板粉砂岩、泥岩隔水层。岩性主要为煤、粉砂岩、裂隙不发育的细砂岩，局部夹炭泥岩，结构致密。其中上段 2 煤、 3 煤组本身及顶底板粉砂岩隔水层，隔水层分布稳定，原始状态下煤层未开采
20、时，上下含水层之间联系程度低。（三）井筒充水因素 大气降水多以地表迳流的形式汇入沟谷再流向井田之外，加之古近系巨厚的粘土和粉质粘土的隔水层的作用，使大气降水对井筒充水的影响很小。麦垛山井田内无常年性地表水体，分析认为地表水对井筒的充水影响不大。地下水对井筒充水影响的有侏罗系中统直罗组砂岩含水层、延安组砂岩含水层。其中侏罗系中统直罗组砂岩含水层、延安组砂岩含水层对井筒充水影响较大。井筒开拓过程中，井筒充水含水层及充水方式，主要取决于岩层裂隙发育程度、上下含水层之间的水力联系以及掘进采动所形成的导水裂隙带能否波及上覆含水层。副立井井筒位于于家梁周家沟背斜东翼（距离轴部约 300 米） 、F10 逆
21、断层下盘，基岩裂隙较为发育，充水、导水性较好，对井筒充水影响较大。据现场岩芯描述，基岩裂隙多为高角度裂隙，结合钻孔抽水试验，四个含水层（组）水头标高相差不大，但单位涌水量相差较大，说明钻孔上下含水层之间有一定的水力联系，但联系较弱。井筒开拓过程中，掘进采动所形成的导水裂隙带可能使上下含水层之间水力联系加强，造成掘进工作面涌水量增大，在掘进中要加以防范。（四）地下水补给、迳流、排泄条件井田地下水补给来源，主要为大气降水，其次为含水层之间的越流补给。松散层潜水主要接受大气降水的补给，次为少量沙漠凝结水补给。潜水面起伏与现代地形起伏基本一致，径流方向主要受地形控制，由高至低自北而南流动，局部受地形影
22、响流向略有改变。潜水多以渗流形式径流排泄于沟谷或地形低洼地区，通过蒸发作用排泄。部分沿断层破碎带补给下伏基岩含水层。通过鸳鸯湖矿区矿井涌水量调查，矿井涌水量与大气降水的数量、性质及延续时间无关，说明基岩承压含水层主要通过含水层之间越流及断层破碎带补给，极少量大气降水补给；直罗组砂岩含水层接受松散层潜水间接补给。侏罗系含煤地层各含水层，由于埋藏深，上覆有较厚的隔水层，同时含水层砂岩与泥岩、粉砂岩等隔水岩层呈互层状，径流方向受褶皱构造的影响，基本沿背斜轴部岩层倾向岩层层面运移。基岩含水层径流条件较差，地下水有利于储存不利于排泄，储水空间相对封闭，承压水补给微弱，水力坡度小，径流极为缓慢，各含水层在
23、横向上具不连续性，垂向上具分段性。含水层深部由于水的交替能力差，迳流极为缓慢，甚至几乎不动，加之地层的非均一性，因而含水层地下水矿化度较高，水量小，富水性微弱（五）涌水量预计预计冻结后该井筒冻结段内无涌水，根据井检孔报告流量测井资料，冻结段以下基岩段含水层分析如下：.496m497m，岩性为细砂岩，井筒涌水量约 25m 3/h。.535m545m，岩性为细砂岩，井筒涌水量约 58m 3/h。.556m561m，岩性为中砂岩，井筒涌水量约 35m 3/h。.572m577m，岩性为中砂岩，井筒涌水量约 58m 3/h。.585m589m，岩性为细砂岩，井筒涌水量约 58m 3/h。2.2.3 其
24、它地质情况（一）地质构造可能影响副立井井筒的构造主要有 F9 逆断层（走向北北西，断面东倾,H=0 320 米，倾角 6575，平面上距离副立井检查孔约 380米） 、F10 逆断层（走向北北西，为断面西倾的逆断层，倾角约51 62，落差 0180m，平面上距离副立井检查孔约 390 米）及于家梁周家沟背斜（走向北北西，平面上背斜轴距离副立井检查孔约220 米） 。副立井检查孔施工中，部分层段岩石裂隙发育，有可能为受断层或褶皱影响产生的裂隙。这些裂隙富水性、导水性好，有可能造成掘进工作面涌水量增大，在井筒掘进中要采取先探后掘的方法，以确保掘进工作面安全。（二）瓦斯井田内各煤层自然瓦斯成分以氮气
25、（N 2）为主，平均为73.7698.53%，少量二氧化碳（ CO2） ，平均为 1.2226.16%，甲烷（CH4）含量平均为 0.010.45%。瓦斯分带均属二氧化碳 氮气带。各煤层中瓦斯含量很少，属低沼气井田。（三）煤尘爆炸性井田内煤层的煤尘爆炸指数在 27.6738.06%, 火焰长度大部分大于 400mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉用量 8090%，均属有爆炸性危险的煤层。（四）煤的自燃井田内的煤以不粘煤为主，变质程度低、挥发分高，特别是惰质组分高达 50%左右以上，煤易吸氧氧化引起煤的自燃，井田内煤属易自燃煤，自燃发火期为一个月。3.井筒正式施工前期准备工作麦垛山煤矿副立井井筒此前已普通
26、法掘进 250m，由于水文地质资料不祥，在 2008 年 10 月 24 日伞钻凿眼时，用伞钻探出涌水，出水后先后采取了注浆堵水和井筒外疏降水工作，均无效果，为此麦垛山筹建处确定采用井筒冻结方案，随后，要求副立井停止井筒外疏降水工作，让井筒内水位回复至静水位。为了保证井筒内部分设备不被回复到静水位的涌水浸泡，将抓岩机抓斗拆除，液压模板悬吊稳绳卸掉，并随吊盘起吊至静水位以上，吊盘锁在固定盘下方,在吊盘起吊过程中将风筒、风水管路拆卸至吊盘同样位置，然后拆除井架、搅拌系统、信号系统,为打钻冻结做好准备工作。3.1 在井筒恢复生产前，必须完成以下工作1）凿井临时井架、天轮平台、及搅拌系统、地面通讯系统
27、安装完毕。2）根据副立井静水位，测量估算出水面距井口的距离，安装吊盘悬吊稳绳并落至距水面 10m 处。在落吊盘时，通风工在吊盘上随落随进行安装风筒，机电队负责将风水管路、信号，通讯一并敷设安装，准备排水、清淤工作。3）井筒积水、淤泥排完后，吊盘落至距止浆垫 10m 处，检查止浆垫以上 15m 段高范围内的井壁质量情况，如有变形裂缝情况，需破壁从下至上返修，重新浇筑，浇筑时利用此前施工用的9.4m 液压金属模板，浇筑完毕后将模板拆除并升井。4）检查完井壁确定返修段后，下放模板绳，模板绳到位后，将绳用绳卡锁在模板悬吊点上。并将四根稳绳匀速带劲。5)为保证下部冻结基岩段外壁施工安全，返修井壁施工时将
28、标高-250m 处施工一壁座，壁厚 1100mm，高度 2000mm，返修井壁浇筑时一并整体浇筑。6）将中心回转抓岩机抓斗用提升钩头下放至工作面，然后将抓斗的进、回风管路与机身连接。7）拆除止浆垫、返修井壁及-250m 处施工壁座等的工程量现场做好签证。3.2 排水、清淤方案3.2.1 排水排水泵采用 DC50-807 型两台，一台安置在吊盘上层盘排水，另一台放在井口备用。排水管路利用此前施工的排水管路。若采用两台泵同时排水，则将压风管临时改为排水管路排水。3.2.2 清理淤泥由于此前井筒注浆、打钻冻结拆除井架等工作，井筒内杂物淤泥较多，待水排至淤泥段时，采用已加工好的专用清淤抓斗进行清理井筒
29、内淤泥，将淤泥抓入吊桶提升至井口翻入矸石仓。4.施工方案及工艺4.1 井筒 (-250m-580m) 掘砌施工方案麦垛山煤矿副立井井筒-250.0m-482.0m 段（相对标高）采取双层井壁冻结法施工，482.0m580.0m 段采取普通法施工。在冻结施工单位冻结管路铺设完毕后，进行临时井架、搅拌系统、信号系统、吊盘、模板、吊挂管线的安装，并完善井口信号系统。为井筒冻结基岩段正式掘砌做好准备，在冻结单位、甲方、监理单位共同下发试挖通知后方可进行试挖。冻结基岩段采用中深孔钻爆法掘进。选用一台 FJD-8G 型伞钻配8 部 YGZ-70 型凿岩机和六角中空合金钢钎， 55mm“十” 字型合金钻头，
30、选用耐冻高比重的 T220 高威力抗冻水胶炸药，毫秒延期电雷管。采用光面、光底、减震、弱冲深孔爆破技术。外壁掘砌采用立井混合作业法施工。外壁掘砌段高 3.6m，采用 3.6m 段高的单缝液压式整体下移大模板（该模板加工成两段，在不稳定岩层中采用 2.5m 小段高模板）砌壁。冻结基岩段施工的工艺流程如下:凿岩、爆破 出矸、找平 绑扎钢筋 立模浇筑 出矸、清底内壁采用一次套内壁施工方案，使用 12 套 1.1m 段高的金属组装模板循环倒用，自下而上套内壁。冻结段壁座采用与井筒外壁一起掘出，锚网喷临时支护，掘至设计壁座底口标高位置时，同井筒套内壁整体从下至上浇筑。基岩段掘进采用光面、光底、减震、弱冲
31、、深孔爆破技术。凿岩采用 FJD-8G 型伞钻，配 8 部 YGZ70 型凿岩机，定人、定机、定位进行凿岩，掏槽眼深度 4.2 m，其余炮眼深度 4.0m，炮孔直径55mm，选用高威力 T220 水胶炸药，周边眼药卷直径为 32mm，药卷长度 400mm，其余炮孔药卷直径为 45mm，药卷长度600mm，6m 脚线毫秒延期电雷管，380v 交流电源起爆。因辅助水平开口处在冻结基岩段, 考虑冻结管因素, 辅助水平开口与井筒连接处暂时不深掘,外壁正常施工至该标高处用沙袋按设计断面垒砌, 钢筋预留好搭接头并保护好,套内壁时采用同时稳模浇筑预留开方法通过。管子道开口、主水平井筒连接处开口处在普通基岩段
32、内，采取与井筒同时施工的方案，即施工至该连接处标高时一并掘出，然后至下而上同时浇筑，届时编制专项安全技术措施。4.2 井筒施工工艺4.2.1 破除止浆垫施工1）止浆垫主要技术特征止浆垫总厚度为 4.8m,其中浇灌砼厚 4.0m, 混凝土强度为 C40,与浇筑好的井壁压茬有 1.4m，滤水层厚 0.8m。注浆管同心圆布置 14 根，采用 1086mm 无缝钢管加工而成，全长 6.0m，埋固 4.5m。井筒中心布置一根 3255.5m 滤水管。滤水管及注浆管用22 螺纹钢绑扎固定。2）施工方案由于止浆垫与成型井壁压茬较多，为了不破坏井壁，以风镐挖掘为主，配合松动爆破法破除。破除止浆垫中的钢管，纵横
33、钢筋等必须用氧气，乙炔切割。3）施工工艺届时项目部另行编制详细的麦垛山煤矿副立井破除止浆垫施工安全技术措施 。4.2.2 井筒冻结基岩段施工4.2.2.1 试挖条件当井筒具备下列条件，方准开挖：1）由测温孔和水文孔资料分析，冻结壁已发展到设计厚度。2）经过试挖，证明冻结壁已实际形成并与上述的观测结果一致。3）去、回路盐水温差在 2以内。4）凿井施工设备及设施已安装完毕。5）各种施工材料及劳动力配备齐全。6）经收到甲方、监理公司、冻结单位共同签定的试挖通知后。4.2.2.2 施工工艺1）试挖试挖深度至已浇注好的井壁向下 40m。其主要目的是探查冻结壁的发展情况，并为井内凿井设备的吊盘改装准备足够
34、的空间，检查冻结壁采用钎探的方法。因该井筒冻结已进入深部基岩段，试挖段前 20m 采用 FJD-8G 型伞钻配 8 部 YGZ-70 型凿岩机和六角中空合金钢钎，55mm“十” 字型合金钻头，按基岩段正常掘进，段高控制 3.6m；后 20m 采用伞钻打浅眼放小炮掘进，段高控制在 2m 左右，选用耐冻高比重的 T220 高威力抗冻水胶炸药，毫秒延期电雷管。采用光面、光底、减震、弱冲深孔爆破技术。使用 HZ-6 中心回转抓岩机装罐， 2 套单钩提升 5m3 矸石吊桶，翻矸台为座钩式自动翻矸，经溜矸槽溜入落地矸石仓，然后由装载机装入自卸汽车排到业主指定的排矸场地。配以大段高整体钢模砌壁，由于250m
35、 以上段采用普通法凿井，荒径为 11m，壁厚 800/600mm，250m 以下采用双层井壁冻结法施工，荒径变为 12.2m，外壁壁厚 500mm，模板直径由 9.430m 加块变径为 11.230m，考虑到第一模变径及浇筑下砼工艺，接茬处存在一个三角形，故第一模段高开挖高度为 4.6m，上、下口之间留 1 米接茬，该段采用掘出后随即进行锚网喷临时支护，待套内壁时再整体浇筑。然后再进行出矸找够段高，绑扎外壁钢筋，竖筋采用机械螺纹连接，环筋绑扎连接。具体施工步骤为：接茬处锚网喷临时支护找够段高绑扎外壁钢筋 组装外壁单缝液压式模板 模板加固浇注砼。经试挖证实冻结壁厚度已达到设计要求，并完成上述吊盘
36、安装后，井筒可开始正式掘砌。届时将编制专门技术措施确保安全施工。4.2.3 冻结外壁前 40m 段施工（一）施工方案因该井筒冻结已进入深部基岩段，试挖段前 20m 采用 FJD-8G 型伞钻配 8 部 YGZ-70 型凿岩机和六角中空合金钢钎，55mm“十” 字型合金钻头，按基岩段正常掘进，段高控制 3.6m；施工 20m 后，下层吊盘圈径加大，随着井筒延伸逐渐将中盘和上盘圈径加大，考虑到改装后的吊盘最高起至250m 下口，距工作面较近，为达到安全起爆距离，剩余 20m 试挖段采用伞钻打浅眼放小炮掘进，钻眼前先在钎杆上统一做好标记，眼深控制在 2.2m 为宜，选用耐冻高比重的 T220 高威力
37、抗冻水胶炸药，毫秒延期电雷管。采用光面、光底、减震、弱冲深孔爆破技术。配以大段高整体钢模砌壁。浅眼爆破施工方法的工艺流程如下:凿岩、爆破 出矸 凿岩、爆破 出 矸、找平 绑扎钢筋 -立模浇筑 出矸、清底（二）施工工艺1）掘进2）排矸、砌外壁同以下使用伞钻凿岩工艺，此处不做具体叙述。4.2.4 井深-290.0m（相对标高）以下井筒冻结外壁施工（1）掘进井筒冻结基岩段掘砌作业方式，选用立井混合作业施工法。此工法在掘砌循环中不需临时支护，砌壁出渣交叉进行，配以大段高整体钢模。在每循环掘砌出渣后，随即进行永久支护。简化了施工工艺、缩短了围岩暴露时间，利于工种专业化，利于提高机械化程度和快速施工，且施
38、工安全性好。该施工方法的工艺流程如下:凿岩、爆破 出 矸、找平 绑扎钢筋 -立模浇筑 出矸、清底附炮眼布置图 4-1。附副立井井筒冻结外壁伞钻凿岩预期爆破效果表 4.1。附副立井井筒冻结外壁伞钻凿岩爆破参数表 4.2。副立井井筒冻结外壁预期爆破效果表 4.1序 号 爆 破 指 标 单 位 数 量1 炮眼利用率 % 902 掘进断面 m2 116.93 每循环进尺 m 3.64 每循环爆破实体岩石量 m3 420.85 每循环炸药消耗量 kg 733.96 单位原岩炸药消耗量 kg/m3 1.77 每循环雷管消耗量 个 2418 单位原岩雷管消耗量 个/m 3 0.59 每循环炮眼长度 m 96
39、5.6副立井井筒冻结外壁爆破参数表表 4.2装 药 量炮 眼名 称炮 眼序 号炮 眼数 目圈 径(m)眼 深(m)眼 距(mm)倾 角(度) 卷/眼 kg/圈起 爆顺 序延期时间(ms)雷 管段 别掏槽眼 1-8 8 1.8 4.2 690 90 5 48 1辅助眼一 9-20 12 3.4 4.0 880 90 5 72 3辅助眼二 21-40 20 5.1 4.0 800 90 4 96 5辅助眼 41-64 24 6.7 4.0 875 90 4 115.2 5辅助眼 65-94 30 8.3 4.0 870 90 3 108 7辅助眼 95-132 38 9.7 4.0 800 90
40、3 136.8 7辅助眼 133-180 48 10.9 4.0 710 90 2 115.2 7周边眼 181-241 61 12.1 4.0 620 87 1 42.7 9合 计 241 733.9备注: 采用 T220 抗冻水胶炸药。周边眼用 35mm 药卷, 长 600mm,重 0.7kg/卷;其它眼用 45mm 药卷,长 600mm,药卷重 1.2kg/卷。毫秒延期电雷管起爆。注：本爆破图表仅供参考，施工中应根据实际揭露的岩性进行调整。由于该井筒冻结深度 232m，无法采用湿式凿岩，采用干式打眼，为降低钻眼时的粉尘在吊盘上安设伞钻捕尘器，确保井下打眼人员的人身健康安全，剩余普通基岩段
41、 98m 采用湿式凿岩。（2）装岩排矸装岩采用 HZ-6 型中心回转抓岩机一台，提升容器为 2 只 5.0m3 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，运至业主指定地点。(3)砌外壁副立井井筒外层井壁设计净直径 11.2mm，支护形式为双层钢筋砼，环筋为 25300mm，竖筋为 25300mm。钢筋保护层为60mm，竖筋采用直螺纹套连接，环筋采用绑扎连接，钢筋搭接长度不小于 35D（D 为钢筋直径）,壁厚 500mm，砼强度分别为：为C50， 为 C60。由于外壁钢筋设计双层，为便于施工，模板中直模和刃脚需分离，二者之间用
42、手拉葫芦连接，由地面稳车悬吊。具体施工步骤为：找好段高通过手拉葫芦下落整体刃脚按中心线找平找正 绑扎钢筋落直模找平找正 用手拉葫芦将刃脚和直模带紧 模板加固 浇注砼。砼由井口地面搅拌系统搅拌，按甲方指定的有资质的试验室提供的砼配合比拌制，砼采用 DX-3.0 型底卸式吊桶下料，底卸式吊桶接料后通过铺设的轨道人工推至井口，由提升钩头提升下井。吊盘上设接灰盘，砼卸到接灰盘上，经 8钢丝铠装耐磨胶管对称入模。入模砼使用插入式风动震捣器分层震捣。冻结基岩段外壁砼施工中掺加 WG- 抗腐蚀抗裂防水剂，加入量为水泥用量的 10%。4.2.5 套内壁施工根据井壁结构设计，当井筒顺序施工至井深-476.0m
43、处，停止砌外壁，拆除大模板，采用锚网喷临时支护方式（锚杆采用201600mm 树脂锚杆，间排距 10001000mm，6.5mm 钢筋网，网格 100100mm，网片搭接 100mm，喷砼厚 50mm，砼强度为C20）施工至井深482.0m 处，用砼铺底形成工作面，然后拆除抓岩机上井，下落吊盘安装辅助盘，改造完后，自下而上绑扎钢筋稳模（金属组装模板） ，整体浇筑至井深476.0m 处开始套内壁工作。套内壁采用 12 套 1.1m 段高金属组装式模板（使用 10 套，备用2 套）自下而上施工。下吊盘作为绑扎钢筋和稳模操作台（竖筋采用机械螺纹连接，环筋绑扎连接） ，中层盘作为浇注砼的操作台，上层盘
44、下放钢筋。吊盘下方挂辅助盘，辅助盘与吊盘的下层盘间距为 8.8m，挂好辅助盘后即可进行内壁施工，辅助盘用四根钢丝绳悬吊在吊盘下，作为拆模及井壁洒水养护的工作盘。内壁浇注砼采用底卸式吊桶下料，砼下至吊盘上的接灰盘内经活节管入模 ，辅助盘和吊盘之间用软梯上下。为保证内壁砼质量，必须严格控制砼配合比、坍落度及入模温度(在 1520)，按设计要求内壁掺加 WG-抗腐蚀抗裂防水剂，加入量为水泥用量的 10%。以增强井壁的性能，施工过程中要加强质量管理，砼浇灌必须严格按分层、均匀、对称浇灌，并定人、定位、挂牌振捣，加强井壁表面修饰和养护工作。加强组织管理确保连续施工,若因故出现停止施工时，则按技术措施要求
45、处理好施工缝，确保井壁质量。内壁除了辅助水平马头门连接处井壁为双层钢筋砼外，其余为素砼支护。此不详述，具体在施工之前编制详尽的施工安全技术措施，施工中要严格按照设计图纸施工。4.3 基岩段施工（1）施工方案井筒基岩段标高为-482m-580m 段（号以下） ，设计锚网临时支护，单层钢筋砼，号以下设计为钢筋砼，未设计临时锚网支护，掘砌采用立井混合作业法施工。施工中出渣、锚网支护、砌壁交叉进行，配以大段高整体钢模。每循环掘砌出渣临支后，随即进行永久支护。简化了施工工艺、缩短了围岩暴露时间，利于工种专业化，利于提高机械化程度和快速施工，且安全性好。该施工方法的工艺流程如下:凿岩、爆破 出 矸 锚网支
46、护 绑扎钢筋 立模浇筑 出矸、清底（2）施工工艺1）掘进采用中深孔钻爆法掘进。选用一台 FJD-8G 型伞钻配 8 部 YGZ-70型凿岩机和六角中空合金钢钎，55mm“ 十 ”字型合金钻头，选用高比重的 T220 高威力水胶炸药，毫秒延期电雷管，脚线长度 7.0m。采用光面、光底、减震、弱冲深孔爆破技术，详见基岩段爆破图表。附图 4-2 井筒基岩炮眼布置图。附表 4.3 井筒基岩预期爆破效果表。附表 4.4 井筒基岩爆破参数表。井筒基岩段预期爆破效果表 4.3序号 爆 破 指 标 单位 数量1 炮眼利用率 % 902 掘进断面 m2 88.23 每循环进尺 m 3.64 每循环爆破实体岩石量
47、 m3 317.525 每循环炸药消耗量 kg 523.36 单位原岩炸药消耗量 kg/m3 1.77 每循环雷管消耗量 个 1578 单位原岩雷管消耗量 个/m 3 0.59 每循环炮眼长度 m 629.6基岩段爆破参数表表 4.4装 药 量炮 眼名 称炮 眼序 号炮 眼数 目圈 径(m)眼 深(m)眼 距(mm)倾 角(度) 卷 /眼 kg/圈起 爆顺 序延期时间(ms)雷 管段 别掏槽眼 1-8 8 1.8 4.2 705 90 6 57.6 1辅助眼一9-22 14 3.6 4.0 805 90 5 84 3辅助眼二23-42 20 5.4 4.0 890 90 4 96 5辅助眼三4
48、3-68 26 7.2 4.0 865 90 4 124.8 5辅助眼四 69-102 34 9.0 4.0 830 90 3 122.4 7周边眼 103-157 55 10.5 4.0 600 88 1 38.5 11合 计 157 523.3备注: 采用 T220 岩石水胶炸药。周边眼用 32mm 药卷, 长 400mm,重 0.7kg/卷; 其它眼用 45mm 药卷,长 600mm,药卷重 1.2kg/卷。毫秒延期电雷管起爆。注：本爆破图表仅供参考，施工中应根据实际揭露的岩性进行调整。2）装岩、排矸井筒基岩段装岩、排矸与冻结基岩段装岩、排矸方式相同。3）砌壁基岩段设计锚网临时护，金属网采用 6.5mm 钢筋网，网孔规格 150150mm，锚杆直径 20mm，间排距 2.0m，锚深1200mm，每 3.6m 段高分两次临支，即放炮后先出渣，出至段高1.8m，然后进行锚网临支，接着再进行出渣，出至段高 3.6m 再进行锚网临支，最后进行绑扎钢筋砌壁，砌壁选用 MJY3.6m 整体金属下移钢模板，井深 482m 580m 段为钢筋砼，且钢筋布置在井壁内侧，施工时暂不安装大模板刃角，采取现场加工
