麦垛山副立井冻结施工组织设计文字(改).doc

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250.000m482.000m（相对标高）,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（MT500994）。 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33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1井口坐标X4189059.000mY36387369.000mZ+1416.000m2冻结段开始处标高+1166.000m3冻结段结束处标高+934.000m4井底标高+836.000m5净直径9.4m6净断面69.4m27提升方位角2370000/8井筒深度580.0（已施工250m）m9井筒壁厚外壁500mm内壁900mm井筒壁厚600mm1600(四号壁座)号以下60010支护形式外壁双层钢筋砼/内壁素砼/号以下钢筋砼/11砼标号C50/C60/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）20.633.9, 液性指数（IL）0；天然稠度（Wc）0.811.64；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，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/cm3，块体密度2.132. 35g/cm3，块体干密度2.062.23g/cm3；含水率1.127.69%；孔隙率16.1723.33%；吸水率4.9613.36%；抗压强度天然状态下4.822.80MPa，饱和状态下2.715.50MPa，干燥状态下7.7941.00MPa；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0.3115.176104MPa，泊松比0.040.48；内聚力0.314.16MPa；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/cm3，块体密度2.142.46g/cm3，块体干密度2. 052.38g/cm3；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9.9342.80MPa，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0.644.40MPa；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1.067.97MPa；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/cm3，块体密度2.252.78g/cm3，块体干密度2.022.63g/cm3；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0.0633.50MPa，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/cm3，块体密度2.212.56g/cm3，块体干密度2.042.47g/cm3；含水率1.9210.51%；孔隙率7.1424.72%；吸水率5.1538.61%；抗压强度天然状态下2.7745.9MPa，饱和状态下0.0234.5MPa，干燥状态下5.8668.10MPa；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0.6111.11MPa；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:颗粒密度2.552.70g/cm3，块体密度2.242.47g/cm3，块体干密度1.822.27g/cm3；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0.953.53MPa，饱和状态下0.020.16MPa，干燥状态下2.337.69MPa；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31413923。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250482m。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S11.07m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193.66，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-CaMg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。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25m3/h。.535m545m，岩性为细砂岩，井筒涌水量约58m3/h。.556m561m，岩性为中砂岩，井筒涌水量约35m3/h。.572m577m，岩性为中砂岩，井筒涌水量约58m3/h。.585m589m，岩性为细砂岩，井筒涌水量约58m3/h。2.2.3其它地质情况（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=0320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5162，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（N2）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f9.4m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，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、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m2116.93每循环进尺m3.64每循环爆破实体岩石量m3420.85每循环炸药消耗量kg733.96单位原岩炸药消耗量kg/m31.77每循环雷管消耗量个2418单位原岩雷管消耗量个/m30.59每循环炮眼长度m965.6副立井井筒冻结外壁爆破参数表表4.2炮 眼名 称炮 眼序 号炮 眼数 目圈 径(m)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 1-881.84.2690905481辅助眼一9-20123.44.0880905723辅助眼二21-40205.14.0800904965辅助眼41-64246.74.0875904115.25辅助眼65-94308.34.08709031087辅助眼95-132389.74.0800903136.87辅助眼133-1804810.94.0710902115.27周边眼181-2416112.14.062087142.79合 计241733.9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m288.23每循环进尺m3.64每循环爆破实体岩石量m3317.525每循环炸药消耗量kg523.36单位原岩炸药消耗量kg/m31.77每循环雷管消耗量个1578单位原岩雷管消耗量个/m30.59每循环炮眼长度m629.6基岩段爆破参数表表4.4炮 眼名 称炮 眼序 号炮 眼数 目圈 径(m)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1-881.84.270590657.61辅助眼一9-22143.64.0805905843辅助眼二23-42205.44.0890904965辅助眼三43-68267.24.0865904124.85辅助眼四 69-102349.04.0830903122.47周边眼103-1575510.54.060088138.511合 计157523.3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482m580m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，采取现场加工木刃角或人工使用砂培刃角，砌壁段高为3.6m，与深孔光面爆破相吻合，实现了一掘一砌正规循环作业。模板由地面稳车悬吊，实行集中控制，该模板整体强度大，不易变形，接茬严密无错台，单缝式液压脱模机操作方便。砼运输入模工艺与冻结段工艺相同。4.4井筒相关硐室的施工4.4.1辅助水平与井筒连接处开口施工（以下简称马头门）辅助水平马头门位于冻结基岩段，考虑到施工对冻结管的影响，两侧开口暂不深入施工，为保证井筒和马头门连接的整体性，井筒外壁施工至辅助水平马头门标高时，按照外壁厚度及设计断面用沙袋垒砌成形预留开口，在套内壁施工至该水平处采用马头门与井筒同时稳模浇筑方法施工通过。由于该矿井水文地质条件复杂，为确保安全施工，待井下二期排水系统形成后，再施工冻结基岩段辅助水平连接处剩余工程量，施工方案为待井筒落底后，与甲方协商，采取二期巷道施工与该连接处贯通的施工方案，以确保施工安全。施工前项目部将根据实际情况编制详细可行的施工安全技术措施。4.4.2管子道、主水平马头门与井筒连接处两侧施工副立井管子道开口在井深534m处，位于普通基岩段，施工长度为3m，采用与井筒同时施工的方案，在井筒施工到此处时一并掘出，且与井筒同时稳模浇注砼。主水平马头门位于普通基岩段，采取与井筒同时施工的方案。长度暂按3m施工，设计为钢筋砼。具体为井筒外壁施工到马头门顶板上方12m时，先砌好上部井筒井壁，继续下掘井筒，采取锚网喷临时支护掘进井筒，锚杆间排距800800mm，锚杆规格为182100mm，6.5mm钢筋网，网格100100mm，网片搭接100mm，喷砼厚50mm，喷砼强度为C20，马头门顶板视围岩情况可追加锚索临时支护。掘出井筒至马头门底板下1米及马头门两边各3.0米，井筒与马头门同时绑扎钢筋、稳模浇筑成一整体，混凝土强度为C60。马头门施工完毕，然后转入井筒施工。（施工前届时将根据实际情况编制详细可行的施工安全技术措施）4.5井筒过围岩破碎带施工井筒在穿过围岩破碎等岩性较差地层时，我们将缩小掘进段高（利用2.5m段高模板）、采用锚网联合支护和提高光爆指标等措施。提高光爆指标即减少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，采用锚网或锚喷联合支护，尽量缩短围岩的暴露时间，必要时增设钢井圈增强支护，确保安全顺利通过不良地层。4.6井筒通过煤层施工根据招标文件及井筒检查孔资料，该矿井属低瓦斯矿井，煤层具有爆炸性危险。副立井井筒冻结段将穿过四37煤等煤层，虽然该矿井瓦斯含量很低，但其处于二氧化碳氮气带中，所以本设计将在井筒揭露各煤层前验证其是否有突出的危险性。4.6.1探揭煤探揭煤方法如下：首先在施工到距煤层10m时停止掘进，利用QZJ-100B型潜孔钻机在井筒内对称打四个探煤钻孔（孔径75mm）。以查明煤层赋存情况及煤层的突出危险性，探煤孔应超前于掘进工作面5m以上距离，且探煤孔不得作为炮孔使用。在探煤孔见煤时，必须一次穿透煤层全厚的钻孔，测定煤层气体压力，预测有无突出危险。若测定煤层气体压力在0.74MPa以下，则可以结合震动放炮揭开煤层。若测定煤层气体压力在0.74MPa以上时，须在距煤层不小于5m的位置施工排放钻孔进行排放，排放钻孔必须穿过煤层全厚，且进入煤层底板岩层500mm。经一定时间排放且检查无灾害危险后，再采用震动放炮揭开煤层。4.6.2安全注意事项揭露煤层时掘进段高控制在2.5m左右，多打眼，少装药，使用的毫秒延期电雷管总延期时间不大于130毫秒。加强通风与瓦检及撒水降尘工作，保证电气设备的防爆性能，井内工器具使用时要确保不产生火花，下井工人按规程着装和配备自救器，抓岩机的使用要编制专项措施并报批。在煤系地层施工中要坚持“一炮三检”，遇异常情况要停工撤人，处理好后再施工，具体施工时必须参照防治煤与瓦斯突出细则和公司通防专项规定编制详细技术安全措施，并按规定报批。4.7井筒防治水该井含水层段采取冻结法施工，固在井筒掘砌期间不需防治水，但在井筒解冻后施工剩余井筒基岩段及管子道、主水平井筒连接处时要注意防治水工作。4.7.1 井筒排水在套完内壁后落吊盘时，一并将风水管、排水管及风筒接下去。再施工井筒剩余工程，根据设计在上层吊盘上布置一台DC50-807型卧泵，用于井筒应急排水。4.7.2 预注浆堵水套壁结束后，掘至冻结管底部以上5m，采用伞钻长钎探水，探水孔施工8个，孔径55mm，深度10m，保留6m岩帽，即每模探水，发现涌水，下入长3m，50mm孔口管在工作面直接注浆堵水。当井筒涌水量小于10m3/h的情况下，采取壁后导水，当涌水量大于10m3/h时，施工止浆垫采用工作面预注浆堵水，副立井掘进至522m(煤层厚0.27m)，根据水文地质资料分析，下部有4段含水层，需施工止浆垫，采取工作面预注浆方法通过，注浆深度522m590m(超过井底10m)，届时另编制工作面预注浆施工安全技术措施。4.7.3壁后注浆根据矿山工程施工及验收规范中有关条款，要求成井后井筒涌水量不大于6.0m3/h。在井筒竣工验收之前要进行井筒总涌水量实测，如果大于该值，则需进行壁后注浆，主要针对于集中涌水点和集中淋水段进行，使用C-S双液浆堵水加固。届时将编制安全技术措施指导施工。4.8壁间充填注浆根据设计要求井筒内、外壁之间需进行壁间注浆充填,现场根据井筒解冻后出水情况分段注浆,注浆至下而上施工，每注浆段施工四个注浆孔，孔深不能穿透井筒外壁，以进入外壁深度不大于50mm为宜。使用单液水泥浆充填。壁间充填注浆利用吊盘作为操作盘，封闭下吊盘喇叭口，注浆泵及浆液桶均布置在下吊盘上，造孔、埋管及注浆工作均在下吊盘上完成。届时将编制详细的壁间注浆安全技术措施。4.9砌壁砼配合比设计和质量控制副立井冻结基岩段及基岩段设计砼标号分别为C50、C60两种标号。砼质量是井壁质量的重要影响因素，混凝土的质量控制，混凝土的温度控制，防止或减少温度裂缝，防止干缩裂缝和量测监控等问题将是保证井壁质量的关键。砼的质量控制要从原材料的质量抓起，同时要把握住配料