矿井主副井井筒施工组织设计.doc

某矿井主副井井筒掘砌工程施工组织设计
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1

18

1 前言
五沟矿井隶属于皖北煤电集团,位于淮北市濉溪县境内，设计生产能力0.6mt/a，立井开拓，在工业场地内有主、副、风井三个井筒。
通过公开竞标，我处承建主、副井井筒及相关硐室的施工，为确保安全、快速、高效见摇澡瞳划直十某蜀粗杉署炼滋甥颂谣棚倦泉蒂柳厄铭前捂牌娶唬漆畏镁滦价揉羊孩沥益酥危蕴根胀裂爬各减淡罗岂仅紧醚肿对健枣舰骋起法敌衫艘凿孩磅塔道氯酿君壮自偏柄炽使物巩惺适豢祝怖予帛搅彤纳将蛛丝战谷附晨铅扶踢更亩购峪究袍检香皿嘻酷陷醋叔苹俄琉该擎魄痢睁淤缀朋羌舵河敷崔券鲸朵吠侨存搅排汪窝悄膏蓑殊青蜂甚泻神桶姥酞勿朱隔霞簇驳轴考参遇蛊瓷殴汪地川霜责域免吁扦沿贱滤殆汝颐陀蝴钓兑谬篷卧坎壮崩惜鳃针泪冒迈褂疵纫泣艇起碧拂谗杖斡凄战傲猛笨妮榷粒峭搔清溺蕴刃烧弗碘稚两拇煤岸狡样茫酵吾震恫空听严刺镍骸然质强碳佬舌摆哥凰苇桓扎眯矿井主副井井筒施工组织设计烈打遇送困目蹿凋熙榨侄涣伐翻土竣吱颖对蠕滓樊蝴江着谩吧糯龟笋驮艇宋兢旺痰坏睬杯车胎悼颐把培张溢兹蝎麻墙坤坦天楷东颂滇狼妇民磨熬居冠趋士汕瑟荣食登捻膛冉逼辕诲厦捌圆氰鸥撩焰本腺驶泰糯赛征遣把宾群车送饶痈纠乞轰冉芒般徐削恨防锅进甸棺圆士讣押捆蜀倾薄吁禄灵更冈笆败拖茫澜锯挠盅某捉斡钥倍贱淡粥催磺弘急菊间刹亏槛海罪咸培茄队雍结骑涸逛禹殖共笋哑啥淫朔禹屹胳钻胜葵戎书收蛋肇孤租岁赞榔拙质溯抹协糯绣构万平幸技茄忍吹寓三只榷常宝倦并乒娜堡传翘斑寻饱仲感穷晰市弦虹堆怪至肘夫孕啃葫盔座崇窃铃恼斡褐茵恍梁封彻懒迁粮虽雕鸥扇锗捣亚
1 前言
五沟矿井隶属于皖北煤电集团,位于淮北市濉溪县境内，设计生产能力0.6mt/a，立井开拓，在工业场地内有主、副、风井三个井筒。
通过公开竞标，我处承建主、副井井筒及相关硐室的施工，为确保安全、快速、高效地完成该工程，特编写该施工组织设计以指导施工。
施工组织设计编制依据：
（1）皖北煤电集团五沟矿井主副井掘砌工程招标文件及其招标答疑材料；
（2）五沟矿井主副井井壁结构简图、工业场地总平面布置图；
（3）皖北煤电集团五沟矿井井筒检查孔地质报告；
（4）《矿山井巷工程施工及验收规范》（GBJ213-90）；
（5）《混凝土结构工程施工质量验收规范》（GB50204-2002）；
（6）《钢筋锥螺纹接头技术规程》（JGJ109-96）；
（7）《煤矿井巷工程质量检验评定标准》（MT5009-94）；
（8）《煤矿安全规程》（2004年版）；
（9）《煤矿建设安全规定》（试行）。
2 工程概况
2.1 概述
五沟矿井隶属于皖北煤电集团，设计生产能力0.6mt/a，立井开拓，在工业广场内布置有主、副、风井三个井筒，井筒表土段采用冻结法施工。其中主井净直径为5.0m，深度为473.7m，表土厚度273.85m,采用临时井架凿井；副井净直径为6.0m，深度为503.7m，表土厚度272.2m,采用永久井架凿井 （技术特征见表2-1）。
井筒技术特征表 表2-1
序号
项 目
单位
技术参数
主井
副井
1
井口
坐标
X
m
3714041.000
3714041.213
Y
m
39466314.000
39466195.800
z
m
28.700
28.700
2
井底标高
m
-445.000
-475.000
3
井筒深度
m
473.700
503.700
4
井筒直径φ
m
5.0
6.0
5
冻结深度
m
340
309
6
井壁
厚度
冻结段
外壁
mm
400～550
450～600
内壁
mm
600
700
基岩段
mm
350～500
400
7
砼标号
冻结段
C30、C40、C45C50
基岩段
C30 C40
2.2 工程地质及水文地质
2.2.1工程地质
井筒穿过的地层有第四系、上第三系和二叠系上石盒子组、下石盒子组等。
第四系为未固结岩层，与下伏上第三系呈假整合接触，上第三系为未固结或弱固结岩层，第四、第三系统称为新生界松散层。岩性主要为细砂、粉砂、粘土质砂、砂质粘土和粘土，夹少量的砂岩盘。主井松散层厚度273.85m，其中粘土层厚度175.7m，占到64%；副井松散层厚度272.2m，其中粘土层厚度167.6m，占到62%。粘土可塑性强，膨胀量大。主井较厚的粘土有7层（见表2-2-1），其中第三层厚度8.9m，自由膨胀率最大达111%。副井较厚的粘土有4层（见表2-2-2），其中第三层厚度64.4m，自由膨胀率最大达122%。

主井表土段粘土层统计表 表2-2-1
序
号
起止深度
厚度
（m）
塑性指数
含水率（%）
重度（KN/m3）
自由膨胀率（%）

1
52.70~63.10
10.4

2
64.2~85.3
21.1

3
113.00~121.90
8.90

4
163.00~180.50
17.5

5
183.30~193.50
10.2

6
194.40~220.30
25.9

7
221.30~244.90
23.6

副井表土段粘土层统计表 表2-2-2
序
号
起止深度
厚度
（m）
塑性指数
含水率（%）
重度（KN/m3）
自由膨胀率（%）

1
64.6~83.2
18.6

2
142.6~152.5
9.9

3
163.30~227.70
64.4

4
230.2~244.9
14.7

二叠系地层岩性主要为泥岩、砂岩、粉砂岩和煤层。除上石盒子组底部K3砂岩较硬外，其余岩性较松软。其顶部为厚17.11-18.67m的风氧化带，和上部新生界地层呈不整合接触。
主井井筒穿过二叠系基岩段厚度199.85m，其中粉砂岩厚度63.67m，占31.86%；砂岩厚度31.04m，占15.53%；泥岩厚度101.39m，占50.73%；煤层厚度3.75m，占1.88%。副井井筒穿过的二叠系基岩段厚度231.5m，其中粉砂岩厚度70.66m，占30.52%；砂岩厚度26.72m，占11.54%；泥岩厚度128.48m，占55.5%；煤层厚度5.64m，占2.44%。通过对岩石的岩性特征和物理力学性质分析，泥岩及粉砂岩抗压强度低，多属软岩类，岩体质量较差；砂岩胶结良好，坚硬致密，岩石抗压强度较高，稳定性较好，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差。
此外检查孔还揭露了F3断层，预计主井井筒揭露的破碎带深度为346～350.05m，副井为285.0～288.0m。破碎带附近岩石均有不同程度的受挤压现象，一直到上部的风氧化带岩石均破碎强烈。
综上所述，井筒表土段深，且具膨胀性粘土占比例较大；而井筒基岩段由于受构造的影响，岩石受不同程度的应力影响，整个井筒工程地质条件较差。
2.2.2水文地质
井筒穿过的含水层主要由表土段含水砂层和二叠系砂岩含水层组成。由于井筒表土段采用冻结法施工，因此对其含水层情况不再赘述。
井筒穿过的二叠系含水层为3煤上、下K3砂岩裂隙含水层，为多层结构的砂岩裂隙含水层（段），主要岩性为细砂岩、粉砂岩及煤层。主井含水层总厚度36.74m，主要含水岩层为四层细砂岩，埋深分别为389.35～391.3m、403.8～405.3m、413.6～416.35m、421.65～426.09m。副井总厚度48.05m，主要含水岩层为五层细砂岩及一层中砂岩，埋深分别为385.08～386.63m、387.98～389.13m、400.13～402.88m、404.08～409.53m、415.34～418.64m、427.59～433.13m，含水岩层总厚度19.69m。地下水主要储存和运移在以构造裂隙为主的网络之中，由于砂岩裂隙发育具有不均一性，因此富水性也强弱不一。
临近矿井生产实际表明，K3砂岩层段裂隙发育极不均匀，局部地段富水性较强，其中许疃矿、卧龙湖矿、刘桥一矿和童亭矿在井筒和巷道揭露K3砂岩时多次突水，突水量分别为194m3/h、100m3/h、245m3/h和85m3/h，造成淹井事故，因此在施工中应引起高度重视。根据井检孔地质报告，主、副井井筒预计井筒涌水量分别为64m3/h、50m3/h。
2.2.3煤层、瓦斯与地温
主井井筒穿过的煤层主要为31煤及三层煤线。31煤埋深398.5～401.35m，煤层顶、底板均为泥岩。煤的瓦斯成分以CH4、N2和CO2为主，其中CH4含量5.06ml/gr。
副井井筒穿过的煤层主要为2煤、31煤、4煤及三层煤线。其中2煤底板埋深280m，厚1.3m，煤层顶板泥岩，底板为细砂岩；4煤底板埋深474.57m，厚0.8m，顶板粉砂岩，底板为泥岩。2煤及4煤均未取样。31煤埋深398.5～401.35m，煤层顶、底板均为泥岩。煤的瓦斯成分以CH4、N2和CO2为主，其中CH4含量4.35ml/gr。
地温：本矿井属地温正常区，主副井地温梯度分别为2.36℃/百米、2.67℃/百米。
2.3 施工条件
用地、水源、供电、进场道路已具备，其他施工条件进场后自行考虑，业主可以协调解决。
3 井筒装备和施工方案
3.1 施工总部署和井筒掘砌作业方式
主副井井筒表土段均采用冻结施工方案，主井利用临时井架凿井，副井利用永久井架凿井。项目部人员进场后，首先完成地面临时设施和凿井措施工程。井筒冻结具备开挖条件后，首先掘砌临时锁口，进行试挖23m，安装三盘和井内吊挂设施。冻结段外壁掘砌采用短段掘砌方式,掘砌有效段高2.2m。冻结段内壁采用多套金属组装模板，自下而上进行筑壁。
普通基岩段采用立井混合作业施工法。该施工方法的工艺流程如下：
凿岩、爆破—出矸、找平—立模、浇注—出矸、清底
与井筒相关的硐室安排与井筒同时施工。
3.2凿井机械化装备
在井筒施工中，根据业主提供的条件，凿井装备的选择以满足井筒快速施工、保证施工质量和安全为原则，井筒机械化配备如下：
凿岩：主副井分别选用国产FJD-4G伞型钻架，配YGZ-70型凿岩机。
装岩：主井布置一台HZ-6中心回转抓岩机，装矸能力可达50m3/h；副井两台HZ-6中心回转抓岩机，装矸能力可达100m3/h。
提升：主井采用Ⅳ型加高钢管凿井井架，选用两套单钩提升，主提选用JK-2.5/20单滚筒提升机，配3.0m3吊桶单钩提升，副提选用2JK-3.0×1.5（改）双滚筒提升机，配2m3吊桶单钩提升；副井选用两套单钩提升，主副提皆选用JK-2.5/20单滚筒提升机，配3.0m3吊桶单钩提升。
排矸：采用落地矸石仓，装载机转载，自卸汽车集中排矸。
砌壁：冻结段外壁砌筑采用YJM型单缝液压整体金属模板,砌壁段高2.2m。普通基岩段采用段高4.0m整体金属模板。套内壁采用12套金属组装模板循环倒用，每套模板高度1.1 m。砼主井采用1.6 m3底卸式吊桶下料，副井采用2.0 m3底卸式吊桶下料。
排水：为了确保井筒施工安全，主副井内吊盘上各布置一台DC—80×7型卧泵、4m3水箱一个，用于基岩段排水，扬程511 m时，排量可达66.2m3/h。
通风：主井井筒布置一趟φ700mm高强度胶质风筒，副井井筒布置一趟φ800mm高强度胶质风筒，地面分别选用一台BKJ66-11N05.6型风机压入式通风。
具体配备情况见表3-1井筒凿井装备一览表。井筒凿井设备布置详见附图SZ13-02-01、SZ14-02-01。
井筒凿井装备一览表 表3-1
项 目
主 井 井 筒
副 井 井 筒
凿 岩
FJD-4G型伞钻，
配YGZ70型凿岩机4台
FJD-4G型伞钻，
配YGZ70型凿岩机4台
装 岩
HZ-6型中心回转式抓岩机一台
HZ-6型中心回转式抓岩机两台
提
升
井架
Ⅳ型加高钢管凿井井架
永久井架
绞车
主提JK-2.5/20；副提2JK-3.0×1.5（改）
主副提JK-2.5/20
容器
3 m3吊桶1个和2m3吊桶1个
3 m3吊桶2个
翻 矸
表土段挂钩式、基岩段座钩式翻矸
表土段挂钩式、基岩段座钩式翻矸
排 矸
矸石地仓、装载机、
自卸式汽车排矸
矸石地仓、装载机、
自卸式汽车排矸
排 水
一台DC50—80×7型卧泵
一台DC50—80×7型卧泵
通 风
一趟φ700mm胶质风筒、
一台BKJ66-11N05.6型风机
一趟φ800mm胶质风筒、
一台BKJ66-11N05.6型风机
测 量
锤球式大线一套
锤球式大线一套
砌

壁
模
板
外 壁
段高2.2m整体悬吊金属模板
段高2.2m整体悬吊金属模板
内 壁
金属组装模板
金属组装模板
基岩段
段高4.0m整体悬吊金属模板
段高4.0m整体悬吊金属模板
搅
拌
站
配料机
PLD-1600型砂石计量系统一套
PLD-1600型砂石计量系统一套
搅拌机
JS-1500型双卧轴砼搅拌机
JS-1500型双卧轴砼搅拌机
混凝土输送
1.6m3底卸式吊桶
2.0m3底卸式吊桶
吊 盘
三层吊盘 φ4700mm一套
三层吊盘 φ5700mm一套
安 全 梯
五段 一套
五段 一套
主副井凿井装备除风筒采用钢丝绳悬吊于封口盘的钢梁上、压风供水管井壁吊挂外，其它设备和管线均采用稳车悬吊。主井地面稳绞兼顾了临时改绞，采用两面出绳布置，主副井稳绞平面布置图详见附图SZ13-03-01、SZ14-03-01，主井临时改绞详见附图SZ13-02-02。
4 凿井工艺
4.1 临时锁口施工和试挖
4.1.1临时锁口施工
临时锁口采用砼临时井壁，壁厚500mm，主井设计净直径φ7.0m、副井设计净直径φ8.4m，深度暂定为3m，封口盘盘面标高为+28.2m。临时锁口采取全断面开挖，人工配合风镐掘进，人工装罐的方法分段掘砌，掘砌段高1-2m，砌壁采用金属组装模板，井口搅拌好的砼由活节管直接入模。临时锁口施工完后安装封口盘，封口盘结构见附图SZ13-06-01、 SZ14-06-01。
4.1.2表土段试挖
井筒表土段试挖必须同时具备以下条件：
（1）冻结观测水文孔水位持续上升，且冒水7-15天后；
（2）根据各测温孔的测温资料分析，确认在井筒掘砌过程中，不同深度的冻结壁厚度和强度均能达到设计要求。
（3）经冻结施工单位主管部门分析确认冻结壁已全部交圈并发出试挖通知书。
（4）封口盘安装完毕，提升系统、信号通讯系统、砼搅拌系统、地面排矸系统及压风、供电系统具备正常运行条件。
表土段试挖的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挂准备足够的空间。检查冻结壁采用钎探或槽探的方法。
试挖阶段采用人工挖土、人工装罐的方法，考虑到试挖时冻结壁一般不会扩展到荒径内，土层稳定性较差，故掘砌段高不宜过大，应控制在1～2m，砌壁采用金属组装模板，主副井试挖到井深23m结束。
试挖结束后，安装凿井吊盘、固定盘，吊挂整体金属模板以及各种管缆。经试挖证实冻结壁厚度确已达到设计要求，并完成上述系统安装和吊挂后，井筒可开始正式掘砌。
4.2 冻结段掘砌
4.2.1冻结表土段施工
4.2.1.1施工工艺
（1）掘进:冻结段浅部由于冻结壁进入荒径较少，故采用风镐、铁铲等工具挖土，先挖井筒净径部分，然后逐段刷帮；当冻结壁进入荒径较多时，先挖井心土，冻土尽量采用风镐挖掘，用风镐难以挖掘的周圈冻土可进行松动爆破，然后人工破土。若深部井筒全部冻实，则采用全断面钻爆法掘进，打眼用风锤，爆破材料采用T220防冻水胶炸药，秒延期电磁雷管。钻爆施工按规范和规程要求编制专门的技术安全措施，报上级主管部门批准。
（2）装岩排矸：冻结表土段采用人工配合抓岩机挖土装罐，2m3和3m3单钩吊桶提升，翻矸台为挂钩式翻矸，经溜矸槽溜入地矸仓或直接装车，然后由自卸式汽车排入甲方指定场地。为保证土在溜槽内能顺利溜淌，设计溜槽铺衬聚乙烯板减少摩擦力，同时加大溜槽倾角到42°。
（3）砌壁：采用YJM型单缝液压整体金属模板。该模板采用小刃脚，刃脚与直模直接用螺栓相连，直模由3台10T稳车悬吊。直模设计有效砌壁段高2.2m。砼采用底卸式吊桶下料，避免使砼产生离析现象。吊桶在井口接料。吊盘上设接灰槽，经由3根8″钢丝铠装耐磨胶管对称入模。
在外层井壁与井帮间铺设25-50mm泡沫塑料板，用长圆钉将泡沫塑料板钉在冻土壁上，相临两块对头放置，尽可能做到接缝密合，减少缝隙，并在接缝处内衬塑料薄板或薄膜。
井壁钢筋竖筋连接采用锥螺纹接头，严格按照《钢筋锥螺纹接头技术规程》（JGJ109-96）A级标准执行，环向钢筋采用搭接连接，搭接长度、钢筋保护层厚度符合设计要求。锁口预留的连接钢筋采取防锈处理，以防钢筋锈蚀。
砼入模温度控制在15℃-20℃范围内。
采用插入式高频振捣器捣固砼，定人定点振捣密实。每次浇注砼厚度以不超过300mm为宜，振捣分布间距一般为300-400mm，不得有漏振和震动棒碰撞钢筋的情况。
脱模时间控制在整个砼浇筑完后8h以后进行。
4.2.1.2深厚膨胀粘土层施工
主副井井筒粘土层所占比例较大，粘土可塑性强，膨胀量大。因此在深厚和具有膨胀性的粘土层施工时，必须加强井帮温度观测和注意井帮位移变形，在施工中根据反馈的信息采取综合性技术安全措施，保证施工安全，必须做到：
（1）按照《煤矿安全规程》要求，粘土层中冻结壁强度、厚度和井帮温度必须达到设计要求才能进行掘砌施工；
（2）严格控制掘砌段高，采用三套1.0m段高金属组装模板砌壁。做到冻结壁暴露时间不超过12小时。
（3）在厚粘土层和膨胀粘土层中施工时，采取铺设泡沫塑料板的方法，当井帮位移过快或膨胀量大于50mm/d时，在外壁和井帮之间增加300mm厚料石或砼砌块临时井壁；或者在井壁内增设型钢井圈的方法加强初期支护能力。
（4）在外壁施工中， C45、C50砼将增加硅粉和高效减水剂，提高砼的早期强度，保证砼的1天强度达到设计强度的60%。
（5）加强冻结段的井帮温度、位移和冻胀压力的观测，获得可靠的数据，以便及时调整施工方法。
4.2.2冻结基岩段施工
主井冻结基岩段66.15m m、副井冻结基岩段36.8m，上部强风化带采用风镐掘进，到风镐掘进困难时，采用全断面钻爆法施工，FJD-4G伞钻打眼，眼深2.0m，炮眼直径φ55 mm，周边眼为垂直眼，距冻结管的距离不小于1.2m，以防止冻结管受到损害。采用减震、弱冲、光面、光底爆破技术。采用T220防冻水胶炸药，周边眼药卷直径为φ35 mm，其余药卷直径为φ45 mm，秒延期电磁雷管起爆，专用放炮器放炮。装岩用中心回转抓岩机，排矸和砌壁同表土段施工。届时将编制专项措施指导施工。
4.2.3冻结段内壁施工
冻结段内壁原则上采取一次性套壁。
冻结段外壁施工至壁座位置后，采用网喷临时支护将井筒掘至壁座下口，网喷厚度70mm。壁座掘进和临时支护结束后，利用吊盘先由上而下绑扎壁座外层钢筋，再由下而上用金属组装模板筑壁至壁座上口，筑壁的同时绑扎中层和内层钢筋，壁座浇筑完后，给吊盘加挂辅助盘，辅助盘与吊盘的下层盘间距为10m，挂好辅助盘后即可进行内壁施工，套内壁模板采用多套金属组装模板，段高1.1 m，共12套循环倒用，模板倒换采用副提绞车从辅助盘提到吊盘下盘，辅助盘用四根6×19-26-1670-Ⅰ（左右捻各2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,下吊盘作为绑扎钢筋、稳模、浇注砼的操作盘，套内壁至临时锁口位置结束。内壁浇注砼采用底卸式吊桶下料，砼下至上吊盘的接灰盘内经活接管入模。
内外层井壁之间铺设双层厚1.5mm的高压聚乙烯塑料板。为保证内壁砼质量，要严格控制砼配合比和砼入模温度，严格按配比设计掺加外加剂，如果出现停浇时，要按措施要求处理好施工缝，模板每次拆模后均严格清理涂刷脱模剂。
4.3 普通基岩段施工
（1）掘进：普通基岩段采用钻爆法施工，采用光面、光底、减震、弱冲、深孔爆破技术。凿岩采用FJD-4G型伞型钻架，配4部YGZ70型凿岩机，定人、定机、定位进行凿岩。掏槽眼深度4.7m，其它炮眼4.5m，炮眼直径f55mm。选用高威力T320水胶炸药，周边眼药卷直径为f35mm，掏槽眼和辅助眼采用f45mm、长度为400mm的药卷，6m脚线毫秒延期电磁雷管专用起爆器起爆。炮眼布置及爆破参数、爆破效果详见图4-1、图4-2及表4-1、4-2、4-3、4-4。

主井普通基岩段爆破参数图表 表4-1
炮眼名称
炮眼序号
圈径(mm)
眼深(m)
眼距(mm)
倾角
(度)
装药量
起爆顺序
延期时间(ms)
雷管段别
卷/眼
Kg/圈
掏槽眼
1-6
1600
4.7
840
90
7
34.0
Ⅰ

1
辅助眼一
7-18
3050
4.5
800
90
4
38.4
Ⅱ

4
辅助眼二
19-36
4500
4.5
785
90
4
57.6
Ⅲ

7
周边眼
37-72
5700
4.5
500
89
3
54
Ⅳ

9
合计
72

184.0

注：过煤层或有瓦斯地层采用1-4段毫秒延期雷管，总延期时间不超过130毫秒
主井普通基岩段预期爆破效果 表4-2
序号
爆破指标
单位
数量
1
炮眼利用率
%
90
2
每循环进尺
m
4.0
3
每循环爆破实体岩石量
m3
105.6
4
每循环炸药消耗量
Kg
184.0
5
单位原岩炸药消耗量
Kg/m3
1.73
6
每循环雷管消耗量
个
72
7
单位原岩雷管消耗量
个/m3
0.68
8
每循环炮眼长度
m
325.2
副井普通基岩段爆破参数图表 表4-3
炮眼名称
炮眼序号
圈径(mm)
眼深(m)
眼距(mm)
倾角
(度)
装药量
起爆顺序
延期时间(ms)
雷管段别
卷/眼
Kg/圈
掏槽眼
1-6
1600
4.7
840
90
7
33.6
Ⅰ

1
辅助眼一
7-18
3050
4.5
800
90
4
32
Ⅱ

3
辅助眼二
19-36
4500
4.5
785
90
4
57.6
Ⅲ

5
辅助眼三
37-59
5700
4.5
718
90
4
73.6
Ⅳ

7
周边眼
60-102
6700
4.5
500
89
2
44
Ⅴ

9
合计
102

240.8

注：过煤层或有瓦斯地层采用1-4段毫秒延期雷管，总延期时间不超过130毫秒
副井普通基岩段预期爆破效果 表4-4
序号
爆破指标
单位
数量
1
炮眼利用率
%
90
2
每循环进尺
m
4.0
3
每循环爆破实体岩石量
m3
145
4
每循环炸药消耗量
Kg
240.8
5
单位原岩炸药消耗量
Kg/m3
1.66
6
每循环雷管消耗量
个
102
7
单位原岩雷管消耗量
个/m3
0.70
8
每循环炮眼长度
m
460.2
（2）装岩排矸：装岩采用HZ-6型中心回转抓岩机装岩，单台装岩能力达50m3/h以上，提升容器分别为3m3和2m3座钩式矸石吊桶，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，运到业主指定地点排放。
（3）砌壁：井筒砌壁采用单缝液压整体金属模板，砌壁段高4.0m，模板采用三台10吨稳车地面悬吊。每一砌壁段高掘出后，下放井筒中心线，按设计要求找平找正模板，便可浇筑。地面搅拌好的混凝土用底卸式吊桶在井口接料，然后提升下到吊盘上的接灰盘内，经由3根8”钢丝铠装耐磨胶管对称入模。风动震捣器分层震捣。
4.4 井筒过围岩破碎带施工
预计主副井筒分别在346～350.05m、285～288m揭露F3断层破碎带。如果在实际施工中遇到围岩破碎带或岩性较差等不良地层，我们将采取缩小掘进段高、采用锚喷联合支护或钢筋砼井壁、提高光爆指标等措施。
提高光爆指标即缩小周边眼眼距和抵抗距，采用不偶合装
药，尽量减少爆破对井筒围岩的破坏，保持围岩的完整性，充分利用其自身抵抗能力。同时适当缩小掘进段高，采用锚喷或锚网喷联合支护，尽量缩短围岩的暴露时间，必要时增设钢井圈复合支护，确保安全顺利地通过不良地层。
4.5 井筒通过煤层施工
根据招标文件和井筒检查孔提供的资料，主井井筒将穿31煤及3层煤线；副井井筒共穿过2煤、31煤、4煤及3层煤线，瓦斯含量较高，其中31煤CH4含量达5.06ml/g。为了确保安全，当工作面施工距31煤和4煤煤层垂距10m位置，打两个前探钻孔，查明煤层赋存情况，当井筒工作面施工距煤层垂距5m，打两个穿过煤层全厚的测压孔，测定煤层瓦斯压力、煤的瓦斯放散初速度与煤的坚固性系数等数据，并按规定预测工作面有无突出危险性。当预测为突出危险性时，我们将采取预抽、钻孔排放、深孔增透等防突措施，经效果检验有效后，用震动放炮揭开或揭穿煤层。施工前将编制揭煤专项施工组织设计指导施工。
4.6 井筒基岩段防治水
根据招标文件，井筒基岩段将穿过K3砂岩含水层，主副井井筒预计涌水量分别为64m3/h、50m3/h。为了安全起见，在施工中必须坚持“有疑必探，先探后掘”的原则，进行综合治理。
（1）防水：井筒掘进至距离K3砂岩含水层顶板10m处时，停止井筒掘进施工，将永久支护跟至工作面。然后埋设孔口管并浇筑止浆垫，利用潜孔钻机进行工作面探水施工，当预计井筒涌水量大于等于10m3/h时，则进行工作面预注浆。
主井工作面预注浆参数：
探水注浆段高:48m（井深383m～431m）；
注浆孔数：8个；
注浆材料、机具：DN-100潜孔钻机，地面布置2DBGH-30-80/80型注浆泵，井筒内敷设高压软管注浆。浆液采用以单一水泥浆为主，配合水泥－水玻璃双液浆。
副井工作面预注浆参数：
注浆段高:段高63m（井深375m～438m）；
注浆孔数：10个；
注浆材料、机具：MZ120-2型潜孔钻机，地面布置2DBGH-30-80/80型注浆泵，井筒内敷设高压软管注浆。浆液采用以单一水泥浆为主，配合水泥－水玻璃双液浆。
施工前另行编制专门工作面探水注浆设计指导施工。
（2）排水：主井井内吊盘上布置一台DC50-80×7型卧泵、4m3水箱一个，副井井内吊盘上布置一台DC50-80×7型卧泵、5m3水箱一个，工作面设1~2台风动潜水泵接力排水，即风泵 水箱 卧泵 地面。
（3）导水：当含水层未探出水而井筒揭露后个别裂隙涌水或非含水层原因构造出现少量涌水时，采取壁后预埋集水盒用高压软管将水导出，以防涌水沿壁后进入工作面，当吊盘通过该位置时，进行注浆封堵。
（4）截水：当井壁有淋水时，安装截水槽，截住井壁淋水，用塑料软管引到吊盘上的水箱中，以防井壁淋水进入砼中。
（5）堵水：内层井壁套砌结束后，在完全解冻前进行壁间注浆。施工期间对井壁出水点利用吊盘及时进行注浆封堵。井筒落底后，若井筒涌水量大于6m3/h时，进行一次全井筒壁间和壁后注浆，使成井总涌水量符合施工规范要求。
4.7井壁砼配制
井壁砼设计有C30、C40、C45三种标号，砼质量是影响井壁质量的重要因素，考虑到井下影响砼质量的因素比较多，实际砼配制按高于设计标号一级配制。
冻结段井壁之所以砼的质量要求更高，是因为砼是在低温环境下进行水化反应，砼强度发展比较慢，为确保砼的早期强度，以抵抗冻土的冻胀压力，砼配制时掺加0.7%的NF-ZQI高效早强减水剂，内层井壁防水砼增添8%的JQ型防水剂或8%-10%的BR-3型防水剂。
砼材料：水泥采用海螺牌R42.5普通硅酸盐水泥，砂采用山东临沂的中粗砂，石子选用符离集的粒径为20-40mm的碎石。根据我处在多个井筒施工中取得的经验数据，初拟砼配合比见表4-5。实际施工时应取自现场材料并由具有资质的试验单位进行试配，提交经济、合理、符合设计要求的砼配合比作为施工配合比。
井筒施工用砼配合比 表4-5
设计
标号
配 合 比 （重 量 比）
水泥
砂
石子
NF-ZQI
水
硅粉
基体砼塌落度（cm）
C30
1
1.64
3.56
0.007
0.45

8-10
C40
1
1.56
3.32
0.007
0.42

6-8
C45
1
1.41
2.93
0.007
0.40
0.1
4-6
C50
1
1.38
2.76
0.007
0.38
0.1
4-6
5 施工辅助系统
5.1提升系统
提升系统的选择,充分考虑到工程的需要以及施工工期、进度和现有的设备，井筒快速施工的关键在于出矸的速度。根据井筒施工的特点，选用二套单钩提升。主井主提绞车型号为JK-2.5/20 ,电机功率630KW，转速592转/分，最大速度为3.87m/s，提升容器为3m3座钩式矸石吊桶。绞车最大静张力9000Kg ，绞车强度可满足3m3吊桶（不带水）提升要求，钢丝绳型号为18×7-32-1770-特型，提升天轮选用φ2500凿井提升天轮。主井副提绞车型号为2JK-3.0×1.5（改）,电机功率480KW，转速588转/分，最大速度为4.62m/s，提升容器为2m3座钩式矸石吊桶，绞车最大静张力差8000Kg ，绞车强度满足提升要求，钢丝绳型号为18×7-32-1770-特型。天轮选用φ2500凿井提升天轮。副井主副提绞车型号均为JK-2.5/20 ,电机功率475KW，转速735转/分，最大速度为4.8m/s，提升容器为3m3座钩式矸石吊桶。提升系统型号参数和提升绞车技术参数见表5-1和5-2。
提升系统参数 表5-1
井 架
绞 车
提升
天轮
提升
钢丝绳
吊
桶
翻矸
形式
天轮平台
高度m
型号
宽度mm
速度m/s
主井25.467副井25
JK-2.5/20
2000
4.8
φ2500
18×7
-32-1770-特
3m3
座钩式

3.87
2JK-3.0×1.5（改）
1500
4.62
φ2500
18×7
-32-1770-特
2m3
座钩式
提升绞车技术参数 表5-2
绞车型号
滚 筒
最大静张力
最大静张力差
传
动
比
钢丝绳直径
绳速
选 用 电 动 机
个数
直径
宽度
型号
功率
转速
个
m
m
Kg
Kg

mm
m/s

Kw
rpm
JK-2.5/20
1
2.5
2.0
9000

20
32
4.8
YR118/14-10
630
592
3.87
JR1510-8
475
735
2JK-3.0×1.5（改）
2
3.0
1.5
12000
8000
20
32
4.62
JRQ1510-10
480
588
吊桶在深度500m时，提升能力为39.5m3/h，可满足月进132m的提升要求。吊桶提升能力核算见表5-3。
吊桶提升能力核算表 表5-3
提升速度m/s
吊桶容积m3
翻矸台
高度m
不同井深时提升能力（m3/h）
100m
200m
300m
400m
500m
4.8
3
10
41.29
33.68
28.44
24.6
21.69
3.87
3
10
40.76
31.95
26.27
22.3
19.4
4.62
3/2
10
41．33
33.92
21.51
19.49
17.81
5.2 供电系统
根据招标文件，现场提供6KV电源，主副井井筒施工期间共用一个设计在井口附近的6KV临时变电所，变电所采用双回路进线；临时变电所内设高压开关柜15台，其中两台进线柜（型号HXGN-400A），两台保护柜（一台型号XGN，一台型号HXGN），一台联络柜（型号HXGN-400A），十台馈线柜（四台型号HXGN-100A，一台型号HXGN-200A改，三台型号XGN-200A，两台型号XGN-100A）做为绞车、变压器、电容补偿柜的进线柜；变电所室外设变压器3台，变压器型号为S9-630/6（一台）提供低压380V电源，再经4块PGL-1低压开关柜供给稳车、局扇及地面其他低压设备用，另两台型号为KS9-400/6矿用变压器提供660V电源，分别经2块GGD-37单独供给主副井排水泵用；供电系统详见图SZ13-13-01。井筒施工期用电负荷为：视在功率2494.38KVA，凿井期用电负荷统计见下表。

凿井期间用电负荷统计表
序

号
负荷型号
电机额定功率kw/台
电机总数/
工作台数
设备容量

需用
系数
kx
加权平均功率因素
tgΦ
计算功率
总容量
工作
容量
有功
无功
视在
kw
Kw
Cosψ

KW
KVAr
KVA
1
副井绞车
提绞车
475
2/2
950
950
0.7
0.8
0.75
665
498.8

2
主井主提绞车
630
1/1
630
630
0.7
0.8
0.75
441
330.8

3
主井付提绞车
480
1/1
48