立井井筒装备

立井井筒装备（精选八篇）

立井井筒装备篇1

郭屯煤矿是鲁能集团在巨野煤田规划建设的第二对大型现代化矿井。矿井井田面积69.33 km2, 地质储量7.83亿t, 可采储量1.76亿t。主采煤层为3 (3下) 煤层, 平均厚4.73 m, 煤质为低灰-中灰、低硫、特低磷、特高发热量的优质气煤。矿井由中煤国际工程集团南京设计研究院设计, 设计规模240万t/a, 服务年限52.4 a。矿井采用立井开拓方式, 中央并列抽出式通风, 生产水平为-808 m, 主、副、风3个井筒均采用冻结凿井法施工, 井深分别为866 m、879 m、783 m。主井井筒净直径5.0 m, 装备一对25 t多绳箕斗和JKMD-4.5×4落地多绳磨擦式提升机。副井井筒净直径6.5 m, 风井井筒净直径5.5 m。

矿井于2005年开工建设, 2009年开始联合试运转, 2010年初正式投入生产。

2 副井井筒建设及装备情况

2.1 副井井筒矿建工程

郭屯煤矿副井井筒净直径6.5 m, 井筒深度879 m, 表土层厚度586 m, 采用冻结法施工, 冻结深度702 m。副井于2005年开挖, 2006年完成692 m冻结段外壁、内壁及壁座掘砌施工, 2008年井筒掘砌到底, 一期工程结束。

2.2 副井井筒装备

郭屯煤矿副井井筒内装备宽、窄罐笼各一套, 宽罐宽度1 674 mm;窄罐宽度为1 274 mm。罐笼沿端面罐道运行, 罐道间距5 100 mm。井筒内设罐道牛腿、梯子间170层 (层间距5 m) 和井底平台7层及井底导向罐道、尾绳梁、防撞梁等。井筒内设φ325 mm排水管路3趟、φ273 mm压风管路一趟、φ159 mm洒水管路一趟, 动力电缆支架两趟、弱电电缆支架各一趟, 安装高压电缆5趟。井筒断面结构如图1所示。

3 井壁可缩装置

煤矿在生产期间, 考虑地层因疏水沉降, 会产生一个作用于井筒上的竖向附加力, 当该力增长到一定值时, 井壁不能承受巨大的竖直应力就会发生破坏。为解决以上问题, 郭屯煤矿3个井筒均采用了中国矿业大学发明的井壁可缩装置。副井井筒共安装井壁可缩装置两套, 分别位于井筒深度505.8 m处和566.9 m处。井筒内装备的管路在可缩井壁位置附近对应安装了可缩装置。

4 井筒周围地层及井壁变化情况

为监测矿井建设及生产期间井筒周围地层变化情况, 在主、副井井架基础上分别布置了沉降观测点。主副井井架基础均为井筒开挖前施工。

主井井架基础第一次观测时间为2005年6月份。经过观测, 井筒冻结期间, 受冻胀影响, 井架基础上升, 主井于2006年2月份观测时上升到最高值, 其中东南方井架基础上升8 mm, 西南方井架基础上升6 mm, 西北方井架基础上升7 mm, 东北方井架基础上升10 mm。随后随着冻结壁融化、井架荷载增加和地层疏水, 井筒周围地层开始缓慢沉降。2012年4月份观测, 主井东南方井架基础下降235 mm, 西南方井架基础下降238 mm, 西北方井架基础下降246 mm, 东北方井架基础下降255 mm。

副井井架基础第一次观测时间为2005年9月份, 于2006年8月份观测时上升到最高值, 其中东南方井架基础上升40 mm, 西南方井架基础上升44 mm, 西北方井架基础上升46 mm, 东北方井架基础上升48 mm。2012年4月份观测, 东南方井架基础下降206 mm, 西南方井架基础下降195 mm, 西北方井架基础下降202 mm, 东北方井架基础下降203 mm。

5 井筒管路变形阻碍罐笼运行及治理情况

5.1 事发经过

2012年3月某时, 郭屯煤矿发现副井北侧罐笼有异响, 立即停止提升并组织人员下井查看现场, 发现井筒3～4号托管梁 (213～293 m) 间的51、52、53、54号导向梁处因排水管路变形, 挤压导向梁向井筒中心方向弯曲, 致使罐笼运行此处时发生磨擦。随即成立抢险领导小组, 并组织相关人员进行应急处理。

次日上午, 安排技术人员顺副井梯子间由上到下再次对井壁及装备情况进行逐一观测, 主要发现以下问题: (1) 导向梁变形情况。50～54号导向梁向井筒中心方向变形较大, 导致磨擦管路。87～89号导向梁轻微变形, 92、93号导向梁向井壁方向变形, 95、101号导向梁轻微变形。 (2) 管路可伸缩节变形情况。91、92号导向梁处安装的可伸缩节变形严重, 东西方向扭曲。93号导向梁管路可伸缩节变形。108号可伸缩节变形, 上下连接钢变形。 (3) 管路变形情况。92、93号导向梁处排水管东西变形较大, 95号导向梁供水管路变形。 (4) 可缩井壁变形情况。102号导向梁处可缩井壁上方混凝土表面起皮, 114号导向梁处可缩井壁有变形。 (5) 井筒罐道可缩装置西南部已无可缩量。 (6) 井筒没发现断裂, 涌水量没有变化。

5.2 初步治理情况

公司会同原副井井筒装备单位中煤五公司三处、南京设计院、井筒装备专家等相关人员确定了“采用手拉葫芦柔性复位再用‘U’型卡刚性固定, 确保尽快恢复副井运行”的初步治理方案。当晚, 完成安全施工技术措施、井筒烧焊措施、井筒检查检测措施、特殊时期矿井排水方案、副井井筒下放风管和电缆施工方案的编制、审批和传达学习。同时, 完成风管和电缆固定下放、施工技术资料和施工材料准备、副井北罐烧焊和作业平台制作等准备工作。

次日, 自49号导向梁处开始井壁打钻、固定锚杆作业。采用锚杆在井壁上固定支座, 挂手拉葫芦和钢丝绳捆绑排水管路向井壁方向拉紧, 恢复导向梁与罐笼间安全间隙。对49～55号导向梁进行处理后, 副井实现正常物料和人员提升运行。

5.3 观测情况

为随时掌握罐笼与导向梁间间隙的变化情况, 保证罐笼运行安全, 每天对导向梁与罐笼间隙进行观测, 以便及时掌握各项数据, 以作出应急处理。

6 永久治理实施过程

为保证郭屯煤矿副井提升系统安全运行, 彻底解除副井提升系统隐患, 鲁能菏泽煤电公司组织煤炭工业济南设计研究院、中煤科工集团南京设计院、中国矿业大学、中煤五公司三处、永煤集团新桥煤矿、大屯煤电公司等单位的设计、建井、机电专家就郭屯煤矿副井井筒管路变形治理方案召开论证会。通过各方专家的“会诊”, 认为造成井壁下沉、井筒装备变形的主要原因是冻结壁解冻过程中产生的地层融沉竖向附加力, 在竖向附加力的作用下, 井壁 (含可缩井壁) 产生了竖向应变变形, 井壁的变形导致了井筒装备的变形。

南京设计院根据井筒管路变形原因及对副井井筒实测的各项数据, 确定了治理方案: (1) 建议在割管释放应力的同时, 在-53 m、-133 m、-213 m、-293 m直管座梁下面每趟排水管路安装DN300≥PN3.8伸缩行程180 mm管路伸缩器各1个, 压风管路安装DN250≥PN1.0伸缩行程180 mm管路伸缩器1个; (2) 在-373 m直管座梁下面每趟排水管路安装DN300≥PN6.4伸缩行程180 mm管路伸缩器各1个, 压风管路安装DN250≥PN1.0伸缩行程180 mm管路伸缩器1个; (3) 在-373 m、-453 m、-533 m直管座梁下面附近, 采取安全施工措施, 采用割管释放应力, 建议在割管释放应力的同时, 在-453 m、-533 m直管座梁下面每趟排水管路安装DN300≥PN6.4伸缩行程180 mm管路伸缩器各1个, 压风管路安装DN250≥PN1.0伸缩行程180 mm管路伸缩器1个; (4) 在管路释放完应力后, 建议按图纸调整井筒中心线与管路中心线间距和井筒中心线与管路导向梁距离。

根据南京设计院提供的治理方案, 公司组织相关人员进行了管路伸缩器产品调研。通过调研确定使用徐州某公司生产的管路伸缩器。该公司生产的矿井管路伸缩器在矿山的主井井筒、副井井筒、风井井筒、混合井井筒装备中得到了广泛应用。

通过招标确定了施工单位, 在不影响矿井正常生产的情况下, 每天集中利用凌晨2:30-6:30时段进行施工作业。6月份实现安全竣工。具体施工内容为:在-140 m (27层下方) 、-265 m (52层下方) 、-300 m (59层下方) 处进行管路切割并安装额定压力3.8 MPa伸缩器15个, 其中风管安装3个, 额定压力为1.0 MPa;在-380 m (75层下方) 、-460 m (91层下方) 、-540 m (107层下方) 处进行管路切割并安装额定压力6.4 MPa伸缩器15个, 其中风管安装3个, 额定压力为1.0 MPa;更换53层、54层、108层3道受损导向梁;对3#排水管167层 (-835 m) 处进行切割释放应力, 加焊管箍, 调整导向梁间隙。

7 经验教训

对冻结施工的煤矿深立井, 设计与装备初期要充分考虑管路、导向梁、固定牛腿与罐笼的合理安全间隙;对冻结施工的煤矿深立井, 应充分考虑井壁、管路、罐道梁等装备的可伸缩装置安装;要加强日常井壁变形观测和井筒装备检查次数, 发现问题及时处理。

摘要：由于立井冻结壁解冻过程中产生的地层融沉竖向附加力, 在竖向附加力的作用下, 井壁产生了竖向应变变形, 井壁的变形导致了井筒装备的变形。鲁能菏泽煤电公司郭屯煤矿成功实现因深立井冻结壁解冻过程中产生的地层融沉竖向附加力导致井筒管路变形治理, 为有效解决这一难题提供了宝贵的实践经验。

凿井期立井井筒防治水浅析篇2

【关键词】凿井；井筒；注浆；措施

0.引言

副井井筒凿井前期，该矿针对水文地质条件提出采用地面预注浆，工作面预注浆和冻结法施工三种施工方案。专家组从技术、安全、经济三方面对比分析，决定采用地面预注浆法施工。专业预注浆队伍经过多方面注浆实践，均未取得有效成果。专家组认定，井筒施工过程中穿过的地层含水均为孔隙水，普通水泥无法通过比其颗粒还小的空隙或微裂隙进入受注岩层。在现有注浆工艺和注浆材料不能满足的情况下，地面注浆达不到预期的注浆堵水效果。采用化学试剂堵水成本高，技术还不成熟，投资风险大。最终建设单位采用普通钻爆法施工方案，当含水层涌水量大于20m3/h时采用工作面预注浆，含水层涌水量小于20m3/h时采用壁后注浆，井筒掘砌到底后，自下而上对全井筒进行壁后复注浆，将井筒总漏水量控制在6m3/h之内。

1.概况

该矿位于陕西咸阳长武县境内，矿区内有福银高速公路及S312国道通过，交通较为便利。副立井井筒设计净径6.5m，混凝土支护厚度350，井筒深度571m。

矿井水文地质，从工业广场所处的地形条件看，为山间盘地形的汇水地形，从地层条件和沉积相分析，地下水类型应为承压孔隙水。根据井筒综合柱状图和井检孔提供的水文资料，副井井筒共穿过13个含水层，遇到的含水层主要集中在280m以上。其中：2#含水层从井深62.7m-66.9m，含水层厚度4.2m，涌水量28.26m3/h；7#含水层从井深167.95m-233.25m，含水层厚度65.3m，涌水量99.81m3/h；9#含水层从井深241.05m-278.55m，含水层原厚度37.5m，涌水量33.2m3/h；12#含水层从井深381.4m-386.8m，含水层厚度5.4m，涌水量27.04m3/h。预计副井井筒涌水量为336.26m3/h。

2.井筒防治水方案及施工方法

2.1防治水方案选择

由于地面预注浆未取得实质效果，工作面预注浆受井下空间、环境条件限制，预计注浆也不会产生好的结果。井筒防治水方案采取强行穿过，分段注浆堵截，至井筒掘砌到底后，自下而上对全井筒进行壁后复注浆，将井筒总漏水量控制在6m3/h之内。

注浆段高划分：以井筒遇到的主要含水层划分为六个段高，第一段高自0--100m；第二段高自100m--160m；第三段高自160m--235m；第四段高自235m--280m；第五段高自280m--380m；第六段高自380m--390m。

2.2施工方法

井筒开挖自8.5m有少量出水；至32m，井筒涌水量13.4m3/h；至92.5m，井筒涌水量增加到35.4m3/h，被迫停止掘进。在此之前掘进一直采取强行穿过法施工，掘进过程中对井筒涌水、井壁渗水采取以下防治水方法。

（1）在掘进期间，围岩出现渗水，涌水量小于8.0m3/h，采用快速堵漏剂直接喷向岩帮，封闭围岩出水部位。一般初凝时间3min，终凝时间不迟于5min，15min后抗压强度达到10mpa。

（2）在掘进期间，围岩出现涌水，涌水量大于10m3/h，采用堵漏剂堵水效果不明显时，在掘进的裸体井筒围岩设置防水板，在防水板下端设pvc集水管导水，出水口预留4个，以便后续壁后注浆之用，确保衬砌支护强度。防水板型号 LDTE，厚1.2，采用射钉枪直接固定在围岩帮上。

对于围岩集中处水点涌水，采取预埋pvc管导水，pvc管规格：Φ50mm。

（3）随着掘进深度的不断增加，涌水量的加大和上述防水效果的不足，井壁淋水已严重影响井下职工身体健康，掘进进尺降低，工程质量无法保证。采取井壁设置截水槽，将水导入吊盘水箱，然后用吊泵排到地面。

井下工作面，每循环掘进均在井筒中央形成一个漏斗形积水坑，采用排沙水泵将积水打入吊盘水箱，再导至地面。

2.3壁后注浆

由于井筒涌水量增加到35.4m3/h，逼迫停止掘进。必须进行井筒壁后注浆。

（1）井筒壁后注浆采用分段下行式注浆。井壁渗水主要在32.6m--58.7m区段， 62.7m--91m区段。

（2）注浆孔布置一般为环形，间距1.0m，孔深600，孔径42，在井壁支护接茬部上、下500处。施工中可根据井壁状况适当调整。对预留注浆管，应重新套孔，眼深至600mm。

（3）采用单液水泥浆液，水泥采用R32.5#新鲜普通硅酸盐水泥，单液水泥浆水质比为3：1---1：1。

（4）注浆压力强度不低于4mpa，集中出水孔注浆终压为水头有压力的1.2---1.5倍。

（5）每孔浆液注入量：

根据公式 Q浆=λπR2扩Hn·β/m

Q浆=浆以注入量m3

R扩=浆液扩散半径，取1.5m

n：岩层裂隙率取1.5%

λ：材料损耗系数，取1.2

H：注浆段高，总注浆段高度179.2米

β：浆液充填系数？取0.95

m：水泥浆取0.85

Q=25.5m3

（6）注浆泵选YSB-250/120型；浆液搅拌机选700L卧式砂浆搅拌机；输浆管路选用Φ89×4.5mm管路；选用YK-1型抗震压力表，测量范围QN160kg/m3。

（7）注浆工艺。

a注浆前通过对含水层压水试验。了解受注地层裂缝（孔）隙发育情况，判断含水层受注能力，了解注浆的浆液的起始浓度和泵量大小。

压水试验时泵量从小到大。压力由低到高。最终压力可略超过注浆降压5kg/cm2压水时间一般为20--30分钟。

b压水试验完成后，根据压力、泵量。确定浆液种类和浆液起始浓度，之后开始注浆，在注浆过程中值班技术人员要根据井下孔口压力情况及时间对浆液的压力流量，浓度等参数进行调整和控制，以期得到较好的注入效果。

c采用单液注浆养护时间不得低于6小时。

d在井壁蜂窝、麻面处布孔注浆，注浆压力一次不能达到要求，我们采取初次注浆压力控制在2mpa左右注浆，待井壁蜂窝充浆凝固，具有抗压能力后，再补孔加压注浆。

e针对大面积麻面出水情况，均因荒径有出水孔，井壁支护前没有效的导水，造成水泥浆液被冲跑，我们采取风镐开凿成倒楔型，压Ф1寸L=500带丝扣导水管，在井壁上钉上防水板，然后绑扎钢筋网片，进行喷射砼处理，待24小时过后，井壁超过4mpa抗压强度，再利用导管注浆堵水。

3.注浆效果

通过对井筒壁后注浆，首先封堵井壁出水点；其次有效地封闭爆破松动圈裂缝，阻止上部含水层水下串至工作面对施工造成困难；第三阻止了浇筑混凝土时局部水泥浆液被冲刷，而出现的砼交结不良、蜂窝、麻面和渗漏；第四井筒涌水量由注浆前35.4m3/h降到7.3m3/h。尽管与预期效果存在差距，但是通过这次壁后注浆，使我们有了分析、论证、总结和提高的基础，要求在下一步掘砌中，应先在井壁设截水槽，防止顺帮水流入模板内，确保混凝土支护质量；其次在实施壁后注浆时，根据含水层部位，采用上下布孔，分段截水治水，确保每个注浆孔注浆效果。 [科]

【参考文献】

煤矿立井井筒装备布置探讨与研究篇3

现在新建、扩建、更换的井筒装备中, 根据提升能力、提升方式、井下涌水量、井筒深度、地质条件等因素的不同, 确定了井筒装备布置各异, 目前我国新建的立井大型矿井主要的提升方式为塔式摩擦轮提升和落地式摩擦轮提升, 其井筒装备布置方式大致相同, 主要差异在主、副井提升的布置与混合井提升的设计布置。

1 我国目前井筒装备的概况

现阶段, 我国煤矿立井井筒装备主要以钢结构为主或以玻璃钢制品为主的装备, 从井筒装备用途上可分为:主井井筒装备 (主要用于提煤的箕斗罐道、井筒电缆, 以钢结构为主的装备) 、副井井筒装备 (主要用于罐笼提升罐道、管道布置、安全出口玻璃钢梯子间、通讯、动力电缆等, 混合立井井筒装备 (提人下料的罐笼、提煤的箕斗、管道布置、安全出口玻璃钢梯子间、通讯、动力电缆等同时布置在一个井筒中) 、风井井筒装备 (安全出口玻璃钢梯子间) , 混合井立井井筒布置尤为复杂, 由于风井装备布置简单, 在此不作讨论分析。

2 主、副井井筒装备布置的确定

为了确保井筒装备的质量和合理的施工工艺, 优化设计, 在北京煤炭设计院、兖州煤炭设计院、徐州大屯煤电设计院等设计院设计的几对井筒装备中, 风格各有特点, 但主要区别在于使用年限和稳定性上。

2.1 主、副井井筒装备平面布置

主要根据计算矿井提升能力、下料、出矸提人的要求选择箕斗、罐笼的型号, 根据提升速度、罐笼 (箕斗) 距井壁设施的安全距离等, 选择、确定罐道的方式, 一般在大型矿井综合考虑罐道选取为180 mm×180 mm方钢罐道, 罐道固定方式为罐道梁固定或者为上下托架直接固定, 由于上下托架直接固定, 在罐笼 (箕斗) 运行的情况下, 连接螺栓极易松动, 罐笼 (箕斗) 运行安全很难保证, 连接螺栓紧固频繁, 给日常运行维护增加了极大的困难, 因此, 在空间允许的情况下, 尽量选择罐道梁固定, 对于罐道托架连接, 均采用镀锌螺栓双帽连接以防罐笼运行时松动, 如确实受条件限制, 采取托架背后增加连接梁的方式固定。中煤大屯公司姚桥矿新副井、龙东矿主井原设计为托架固定, 在运行一定阶段后, 由于出现上述问题, 现已改为罐道梁固定和托架背后增加连接梁的方式固定, 更改后一直运行良好;管子梁、罐道梁选择成型工字钢, 由于安全行人的梯子间、排水、给水、压风管道、通讯、动力电缆等一般布置在副井井筒, 因此罐笼偏井筒中心线布置, 平面空间大侧布置梯子间, 平面空间小侧布置管路, 动力电缆布置在梯子间平面较大处, 信号、控制电缆布置在梯子间较小处顶头处。为了加快施工进度, 减轻井筒装备工人的工作量, 提高安装质量, 上世纪80年代后, 罐道梁、管子梁、梯子间大小梁与井壁的固定由原梁窝设计逐步更改为施工便捷的树脂锚杆和托架施工, 对于承受动负荷较大的管道大梁、小梁尽量采用梁窝安装方式, 主要因为安装质量相对易于保证, 且能承受较大的动负荷;梯子间设计, 大梁、平台板、栅栏尽量采用上下玻璃钢压板或螺栓直联、上下玻璃钢压板连接, 相关尺寸较好保证, 安装较为方便, 缺点易于移动, 稳定性差, 而镀锌螺栓直联、镀锌U型卡则相反, 因此, 对于要求较高的梯子大梁设计时尽量采用直联或镀锌U型卡连接, 为了消除梯子平台间距误差, 梯子上端与平台的固定采用Z型玻璃钢压板较为方便合理。主、副井井底结构部分, 由于比较复杂、井筒装载时坠物等原因, 一般设计为钢结构, 主要为各检修刚平台、防撞梁平台、挡绳木平台等, 平面梁布置采用梁窝方式固定。

2.2 主、副井井筒装备立体布置

在确定主、副井井筒装备立体布置时, 主要考虑施工工艺、现行材料、《煤矿安全规程》、设计规范等因素, 一般对于大型矿井立井井筒装备标准层, 选择层间距为4 m, 罐道长度为12 m/根, 同一罐笼 (箕斗) 两侧罐道接头错开布置, 由于地面广场随着矿井开采、地表水使用, 地表呈下降趋势, 致使在安装过程中所预留2~4 mm的安全间隙逐步消失, 并压缩罐道弯曲, 严重影响了提升容器的安全运行, 为此, 中煤大屯公司矿区各矿, 在沉降变化较大的井筒处增加了伸缩罐道, 更换后提升容器运行平稳 (微山湖两岸矿井主要表现在210 m左右沉降尤为明显, 因此在此增加伸缩罐道) 。副井井筒装备的梯子间布置如下:由于梯子间靠近井筒侧距离较大, 选择两块栅栏镀锌U型卡连接封闭。两侧分别用两块栅栏封闭, 井底金属结构爬梯、栅栏为钢结构, 并在停罐上下人处 (箕斗装载处) 布置稳灌 (稳箕斗装置) , 从井筒装备工艺考虑, 井筒管路的连接一般为管箍连接方式。

3 混合井井筒装备布置的确定

混合井井筒装备布置图如图1所示。

由于主、副井提升、梯子间、给水管路、排水管路、压风管路、动力电缆、信号电缆等布置在同一井筒中, 因此混合井布置很复杂, 为了确保提升安全, 副提在上下人时, 一般主提停止运行, 在我国一般的矿井提升中很少应用, 但由于只有一个井筒的优点, 特别是深井, 造价相对较少, 工程投产较快, 因此, 主要在我国较深煤矿井筒中应用, 中煤大屯公司孔庄矿三期采用混合井布置的方式, 该井井筒深1 055 m, 井径8.1 m, 由中国华宇集团设计, 布置如图1所示。

3.1 混合井平面布置

根据设计的矿井生产能力确定箕斗后, 把箕斗布置在一侧, 其垂直方向布置两罐笼, 由于井筒空间的限制及矿用大件 (液压支架、采煤设备等) 运输、提升, 一般副提按宽罐与窄罐加平衡锤布置, 由于管子梁与罐道梁公用、梯子梁与罐道梁公用、动负荷较大, 因此罐道梁设计为稳定性较强的方钢结构。由于混合井井筒空间相对狭小, 混合井布置时要特别注意罐笼 (箕斗) 与各构件的安全距离及各构件间的连接相关尺寸, 其余布置与主副井布置相似。

3.2 混合井立面布置

混合井井筒装备立面布置与主副井提升井筒装备布置的最大差异在于箕斗装载系统布置与上下人罐笼错茬同时布置, 布置时主要考虑相对高差、安全运行距离及安全防护等。

4 井筒装备构件的防腐设计

由于煤矿井下环境恶劣, 金属材料的腐蚀问题相当严重, 不仅直接影响安全生产, 而且造成重大的经济损失。而煤矿立井井筒则是关系全局的咽喉部位, 因井筒装备锈蚀更换停产所造成的经济损失相当严重, 因此, 立井井筒装备的防腐蚀尤为重要, 我国的井筒装备防腐蚀最早采用的是技术落后的煮沥青, 涂红丹漆、调和漆的方法, 其防腐蚀效果很差, 个别矿区不到一年钢构件均已锈蚀。由于玻璃钢存在抗腐蚀能力强、重量轻、抗静电、阻燃、耐磨损、安装方便等许多显著的优点, 以及玻璃钢技术在我国其它领域的成熟应用, 玻璃钢复合材料在井筒装备中得到了充分的应用和发展, 我国现阶段新建、扩建、更换的井筒装备中, 梯子间已由原平台板、梯子、栅栏为玻璃钢的试应用, 推广为梯子间大小梁、托架、罐道等全面应用, 因此, 玻璃钢技术在上世纪90年代初, 已逐步在井筒装备中梯子间中取代传统的钢结构防腐工艺, 现在几乎所有井筒装备的梯子间均采用玻璃钢工艺设计, 在个别矿井的方钢罐道防腐时, 采用玻璃钢工艺 (山东省七五矿许楼副井采用180 mm×180 mm玻璃钢方罐道) , 在2006年7月江苏煤炭研究院起草的《煤矿立井井筒装备防腐蚀技术规范》中玻璃钢材料为井筒装备推荐使用材料;随着矿山防腐蚀新材料、新工艺、新技术的不断推广, 在长效防腐涂料的基础上, 矿山防腐蚀又推出了金属镀层和金属镀层加有机涂层的复合涂层。复合涂层在国际上又称为“2+2=5”体系, 即体系的防护时间大于单一金属镀层和有机涂料防护层寿命之和。这将使钢构件的寿命又大大地提高了一步。目前矿山主要采用的金属镀层有热喷涂锌 (铝) 及热浸镀锌。这两种金属镀层都能对钢构件起到有效的保护作用。

热喷涂是利用压缩空气将熔融的金属雾化, 高速喷至预先经喷砂处理的钢铁构件表面, 形成具有较好结合力的金属保护层, 常用的热源有电弧喷涂和火焰喷涂两大类。热喷涂层孔隙率较高, 需采用有机涂料封闭, 以提高其耐腐蚀性能。热浸镀是将钢铁基体浸在熔融状态的金属液中, 在钢铁表面形成一层金属保护膜, 目前常采用热浸镀锌。热浸镀锌涂层致密, 与基体金属结合力强, 镀层厚度只能达到100μm以下。热浸镀锌外加有机涂料的复合防护体系, 在国内外多个领域中广泛采用。金属镀层加有机涂层的复合涂层, 是腐蚀控制的一个极为重要的进步, 在使用得当的环境中, 能够获得最佳协同作用, 为了减少工程造价, 并获得最佳的防护效果, 一般设计为金属镀层加有机涂层的复合涂层, 其总厚度不应小于250μm, 有机涂层至少需经3次涂刷完成。井筒装备中管路、管子梁防腐一般采用喷涂 (喷锌或者喷铝) 加有机涂层的复合涂层工艺, 管路在井筒中接头采用铝箔粘接工艺, 或者干湿两用漆现场防腐工艺, 由于井筒中淋雨、潮湿、等条件的限制管道接头的处理采用传统的干湿两用漆工艺较为可靠;罐道梁、罐道、托架、井底金属支持结构等一般采用环氧沥青漆防腐;电缆托架为热镀锌防腐。

5 结语

现阶段, 我国许多新设计的矿井立井井筒装备和正在运行的装备, 存在着许多的不足, 愿更多的专家、学者、同仁提出更多更好的意见和建议, 丰富、完善煤矿立井井筒装备, 确保矿山运输提升设施安全可靠的运行, 为我国煤炭事业的发展做出更多的贡献。

摘要：目前我国新建的立井大型矿井主要的提升方式为塔式摩擦轮提升和落地式摩擦轮提升, 其井筒装备布置方式大致相同, 主要差异在主、副井提升的布置与混合井提升的设计布置。为了确保井筒装备的质量和合理的施工工艺, 优化设计, 通过几个设计院设计的几对井筒装备, 对我国目前主、副井立井井筒布置的确定及混合立井布置确定进行分析探讨, 其中混合井立井井筒布置尤为复杂。

立井井筒装备篇4

某煤矿设计生产能力为1.8Mt/a, 煤矿副井为立井, 立井深度为529.4m, 立井绝对标高值为+950.7m, 立井井筒净直径值为7m, 井筒装备主要包括, 105层梯子间, 层间距为5m, 梯子间采用玻璃钢防腐;井筒有1#-4#罐道, 每列50根, 每根长9.996m, 共200根;另有罐道梁、托管梁、电缆支架等。在立井井筒下部套架设置有管道、金属支承结构。在该煤矿主井井筒装备安装中, 采取一次成型工艺, 井筒标准段断面布置如下图所示:

2 立井井筒概述

立井井筒属于整个矿井上下主要进出口, 主要由井底金属支承结构、井底水窝、梯子间、管路、罐道及罐道梁等构成。立井井筒上部与地面工业场地相连接, 下部与矿井开采水平连接, 在矿井生产期间, 立井井筒承担着运输材料设备、通风、排水、上下人员、煤炭或矿石提升等功能, 在矿井系统中占有十分重要的地位。立井井筒装备安装质量直接影响着矿井投产及运行状态。立井井筒装备安装工作量一般占整个工程的10%以下, 然而立井井筒安装准备工作较长, 安装工期占了整个工期的15%-20%, 其施工工期较长。合理选择立井井筒装备安装工艺, 可以有效提高井筒装备安装效率及质量, 缩短安装工期, 实现安装综合效益。

3 立井井筒装备传统安装工艺与一次成型安装工艺对比

立井井筒装备传统安装工艺多为正装分次进行, 其安装顺序由上而下, 依次安装井筒内罐道梁、梯子围栏、电缆支架等设备, 然后由立井底部由下而上安装管道、管路, 最终敷设井筒电缆。应用立井井筒装备传统安装工艺, 其存在的主要问题如:在安装井筒装备过程中, 需要将立井中的井筒封口盘拆除, 并将井筒内部存在的设施及凿井设备提升至地面, 根据井筒装备安装情况加工吊盘, 通过吊盘进行井筒装备安装;在安装过程中, 需要重新设置通讯、电缆、压风管路、井口封口盘等设施;在施工过程中需要调整井架导向轮等。立井井筒装备传统安装工艺存在着重复性, 工序烦琐, 且施工周期较长, 综合效益较低。

立井井筒装备一次成型安装工艺由下而上, 自立井井底向上进行设备安装, 通过多层吊盘将罐道梁、梯子间、电缆支架、管路等设备一次安装完成。采取一次成型安装工艺, 可以有效解决立井井筒装备传统安装工艺中存在的问题, 加快井筒安装进度, 保证安装作业安全性。综合考虑实际情况及立井井筒装备一次成型安装工艺优越性, 该煤矿工程最终决定应用一次成型安装工艺进行立井井筒设备安装。

4 立井井筒装备一次成型安装工艺

4.1 井筒装备一次成型安装需要的设备

在立井井筒装备一次成型安装作业中需要一定的施工设备, 主要的施工设备包括多层吊盘、运送管路及罐道提升设备、打锚杆孔模具圈、提升吊筒、压风管道、电缆、通讯等设备。其中多层吊盘属于主要设备, 为一次安装工作盘。一般在立井井筒安装作业中, 常用的多层吊盘为四层吊盘、五层吊盘及六层吊盘, 各层盘均设置有梯子孔与侧线控, 在各层之间安装梯子, 便于安装作业。在该煤矿井筒装备安装作业中, 采取六层吊盘, 层间距设计为5m, 除了第四层与第五层为放盘外, 其他层均为圆形活盘。

4.2 立井井筒装备一次成型安装工艺

在该煤矿立井井筒装备安装中, 采取一次成型安装工艺, 其安装工艺如下:进行吊盘降落并卡大线, 进行井筒下部套架安装, 将第六层吊盘割掉, 由下而上依次进行标准段装备安装, 直接安装到井口, 通过一次安装成型。在进行一次成型装备安装作业时, 第一层吊盘作为保护盘, 配置有信号、通信设备及配电室等, 组织施工人员进行材料下放, 指导吊盘起落等;第二层吊盘到第六层吊盘均为装备安装工作盘, 第二层吊盘中进行锚杆拉力试验, 进行构件定位及托架安装工作, 协助罐道安装作业, 第三层盘负责罐道梁、梯子间、托架等构件安装作业, 第四层盘与第五层盘负责管路焊接作业与罐道找正作业, 第六层盘属于立井井筒下部套架安装工作盘, 通过该盘实现下部套架安装作业。立井井筒装备一次成型作业, 装备正常安装速度一般为:副井每一小班一层以上, 一个圆班则可以完成五层, 主井每一个小班安装两层以上, 一个圆班则八层以上, 施工效率获得较大提升。

4.3 立井井筒装备一次成型安装工艺应用效果

在该煤矿立井井筒安装作业中, 采取一次成型安装工艺, 较之传统分次安装工艺, 其施工工期可以提前9天完工, 缩短了施工工期。按照该煤矿每天可以产出5000t煤计算, 提前9天时间则可以出煤45000t, 按照每吨500元计算, 可以为企业实现2250万元经济效益。通过实践证明, 立井井筒装备一次安装成型施工速度快, 工期短, 可以有效降低劳动强度, 改善作业条件, 综合效益明显。

5 立井井筒装备一次成型安装作业中应注意的问题

在立井井筒装备一次成型安装作业之前, 需要检查多层吊盘牢固性, 保证卡固效果良好, 安装作业人员需要系好安全带, 做好安全防护措施;在多层吊盘起吊与降落时, 各层盘中应安排工作人员进行起落过程监视, 避免出现线缆缠绕问题, 保证吊盘起落顺畅;考虑到吊盘面积有限, 施工现场场地狭小, 在吊盘中物料应保证摆放有序, 避免出现物品坠落伤人事故;吊笼在安装作业过程中应保持悬吊平衡, 悬吊钢丝绳不应对梯子间及罐梁安装造成影响;通过拉力计进行锚杆锚固力测量, 保证锚杆发挥有效作用;在安装锚杆之前, 需要进行锚杆锚固力试验, 在安装过程中进行锚杆拉力试验, 保证其参数符合设计要求;因六层吊盘层数较多, 底盘与顶盘相对距离较远, 为保持联络通畅, 应在底盘与顶盘中设置性能稳定的声光信号、照明设施及通信设施。

6 结语

在矿井作业中, 多采取立井形式, 立井井筒属于整个矿井联系井上下的主要进出口, 其装备安装质量及效率, 直接影响着矿井正式投产及运行安全性及稳定性。在传统立井井筒装备一次成型安装作业中多采取正装分次安装工艺, 其安装工序重复繁杂, 工期较长, 提出应用一次成型安装工艺, 并结合工程实际情况, 对立井井筒一次成型安装工艺及其应用进行研究, 实践证明, 立井井筒一次成型安装工艺施工效率较高, 工期较短, 综合效益明显。为保障立井井筒一次成型安装工艺应用质量, 对其操作中应注意的问题进行探究。合理应用一次安装工艺, 实现井筒装备一次成型安装综合效益。

摘要：立井井筒属于整个矿井联系井上下主要进出口, 立井井筒装备安装质量, 直接关系着矿井运行质量及后期维护工作量。结合实际工程概况, 对比传统立井井筒装备安装工艺与一次成型立井井筒装备安装工艺优缺点, 重点对立井井筒装备一次成型安装工艺及其应用进行研究, 提出立井井筒装备一次成型安装过程中应注意的问题。通过实践证明, 立井井筒装备一次成型安装工艺的应用, 在缩短工期, 提高安全性及工作效率, 实现施工综合效益等方面发挥着重要现实意义。

关键词：立井井筒装备,一次成型,安装工艺

参考文献

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[3]张曙光.矿山立井井筒装备的安装工艺[J].硅谷, 2013, (23) :90-90+80.

立井井筒快速掘进技术篇5

1地质及水文地质条件分析

1.1地质条件

根据勘测地质资料及井检孔地质资料分析,超化煤矿31风井井筒自上而下揭露地层系统依次为第四系、二叠系上统上石盒子组、二叠系下统下石盒子组、山西组、石炭系上统太原组。在此基础上,进行了各岩组工程地质稳定性评价:31风井井筒所穿过的岩层中,基岩风化带岩组岩石稳定性差,受风化和水影响,裂隙发育,岩石易膨胀变形,这对井筒的掘进和支护提出了较高要求;基岩岩组中,岩石性质不一,差异较大,其中泥岩、砂质泥岩、粉砂岩等围岩稳定性差。根据钻孔取心资料分析,山西组地层滑面、节理等小构造较发育,且在孔深362.13～366.44 m见一落差约20 m的正断层,断层带为由泥岩、砂质泥岩和砂岩角砾组成的断层角砾,结构松散,固结程度差,岩心采取率较低,断层带上下地层倾角比较大,最小2°,最大达35°,裂隙、节理、高角度滑面等构造面特别发育。因此施工时,要对不同的岩石进行区别,注意防水和软弱夹层问题。井筒通过断层带时要防止井壁坍塌,应采用预注浆、短段掘砌等方法安全施工,减小对井筒掘进带来的不利影响和不安全因素。

1.2水文地质条件

井筒自上而下穿过的含水层(段)主要有:①第四系卵石层孔隙含水层;②基岩风化带裂隙含水段;③上、下石盒子组砂岩裂隙含水段;④二1煤顶板砂岩裂隙含水段;⑤L7-8灰岩岩溶裂隙含水层。在参考相似条件井筒出水量,各层岩石裂隙发育情况,钻进时的泥浆消耗量及含水层水位,井筒施工时因放炮、卸荷对井筒围岩的破坏等因素的基础上,利用解析法井筒涌水量预计公式、承压转无压井筒涌水量预计公式、Q—S曲线外推法等进行综合分析预测,对各主要含水层均提供1个建议值。主要含水层井筒涌水量预计建议值:第四系卵石层,0.00～8.40 m段涌水量为30 m3/h;基岩风化带,8.40～36.66 m段涌水量为5 m3/h;田家沟砂岩,36.66～93.61 m段涌水量为30 m3/h;砂锅窑砂岩,223.25～347.94 m段涌水量为35 m3/h;二1煤顶板砂岩,323.59～396.00 m段涌水量为40 m3/h;L7-8灰岩,423.77～446.21 m段涌水量为60 m3/h。

由此可以看出,井筒施工过程中井壁涌水量较大,预计最大涌水量达到200 m3/h,给井筒施工带来很大困难;并且由于31风井位于麻河岸边,开孔即是卵石层,含水层水位与河水水位基本持平,因此可以肯定卵石层将接受河流的直接补给,补给能力较强,应采用特殊法施工井筒,避免淹井。

2施工方法

2.1井壁涌水联合治理技术

根据现有资料分析,该井筒水文地质条件复杂,预计最大涌水量约200 m3/h,且含水层位比较分散,所以单一的井筒注浆堵水或使用水泵排水已无法满足施工要求。经过技术研究论证,决定采取疏水孔、壁后注浆与井壁混凝土自防水等相结合的综合治理方案来治理井筒涌水。

2.1.1疏水孔泄水方案

31风井为超化煤矿新增风井,在31风井落底位置附近有超化煤矿中央进风行人下山等巷道(图1)。根据31风井井筒涌水量大且不易封堵的实际情况,结合31风井与井下现有巷道位置关系,经过技术方案论证,决定采用疏水孔泄水方案:①在井筒中心1.5 m范围内施工Ø194 mm的钻孔,直至31风井落底位置;②钻孔终孔后下入Ø139.7 mm×7.72 mm通天套管,在套管经过含水层部位时全部使用筛管,将含水层涌水直接排泄至井底;③在31风井井底与中央进风行人下山之间施工1条流水联巷(图1中虚线部分),揭露套管,将井筒涌水经套管、流水联巷引入-300 m水平排水系统。

2.1.2壁后注浆堵水方案

(1)设备及注浆材料选择。

选用2TGZ-60/210型双液调速注浆泵及相配套的TL-500型立式搅拌机;凿孔用YT-28型风动凿岩机,钻头选用Ø42 mm的一字型钻头;注浆材料选用袋装P.O42.5普通硅酸盐水泥,水玻璃浓度25～40°Bé,选用UEA-H-V高性能膨胀剂;注浆管选用Ø40 mm×5 mm无缝钢管,并加工成0.8～1.2 m长马牙扣式;注浆软管选用Ø25 mm钢网橡皮管;球阀选用Ø25 mm高压不锈钢球阀;用Z2850型高性能树脂锚固剂加固注浆管及井壁。

(2)浆液配比及用量。

①浆液配制。水泥浆的水灰比为0.8∶1～1∶1;水泥浆∶水玻璃为1∶1;膨胀剂掺量为水泥量的7%。②注浆量。注浆量根据岩体空隙率、浆液凝固的时间、壁后空隙的大小及连通性确定。壁后注浆主要目的是在井筒周边2～3 m范围形成无空隙的帷幕,以堵截向井筒渗水,因此,只有充分把空隙充填,才能提高治水效果。计算公式:注浆量Q = Vha。其中,V 为需充填体积;h 为空隙率,平均取9%;a 为浆液损失,取1.4。经计算得,每米注浆量为 7.42 m3(根据施工经验损失在80%以上),以实际发生的用量为准。

(3)注浆扩散半径。

注浆扩散半径的确定对节约材料、缩短工期有决定作用,但由于各土层间的土质结构、间隙、井壁与土层间的结合等因素影响,浆液扩散性相差较大,注浆目的主要为堵水,因此确定注浆扩散半径以1.5～2.5 m为宜。

(4)注浆压力。

注浆压力决定扩散充填能力,压力的大小取决于净水压力及井壁承受能力。根据表土层的特性及过去注浆经验,开始时浅孔压力取0.3～1.0 MPa,向下继续注浆时,每下降10 m,压力增加0.1～0.2 MPa。

(5)设备布置。

风化基岩段注浆设备布置在地面,后期基岩段壁后注浆施工注浆泵及拌料布置在吊盘上,吊盘上设有压风管及供水管供施工使用。

(6)施工工艺流程。

①造孔:在需注浆层位用YT-28型钻孔机,Ø42 mm钻孔按间排距2.5 m×3.0 m(每层需7个孔)垂直井壁打孔0.8～1.2 m深。②埋管:每打完1个孔,首先用清水洗孔,根据孔深用打管器把加工好的Ø40 mm无缝钢管打入孔内,外露60～80 mm长。注浆管用棉线缠在马牙扣上,并用锚固剂固定。

2.1.3井壁混凝土自防水方案

井壁浇筑的混凝土严格按照实验室提供的配合比计量,并加入5%的水泥基渗透结晶型材料。该材料可自动充填0.2 mm的裂缝,保证井壁不漏水,同时8.4 m表土段钢筋混凝土井壁自下而上混凝土浇筑一次完成不留接茬,保证井壁的整体性,达到混凝土自防水的效果。

采取以上多种技术措施联合治理井筒出水,达到了理想效果。井筒掘进过程中,涌水量保持在15～25 m3/h,且全部经套管流入井下排水阵地,保证了井底无积水,为井筒快速掘进奠定了基础。

2.2整体下移金属模板砌壁、短段掘砌支护方案

根据风井现有地质资料,31风井井筒所穿过岩层中,基岩风化带岩组岩石稳定性差,受风化和水影响,裂隙发育,岩石易膨胀变形;基岩岩组中,岩石性质不一,差异较大,其中泥岩、砂质泥岩、粉砂岩等围岩稳定性差。经技术分析论证,采用整体下移金属模板砌壁、短段掘砌混合作业的井壁支护方案。砌壁采用整体下移金属模板,有效成井段高4.0 m,在地面集中搅拌站进行混凝土配制,采用TDX-1.6型底卸式吊桶输送混凝土,在吊盘上设集中分料槽,底卸式吊桶运送混凝土通过溜灰管对称、均匀地进入模板内。

2.2.1一次临时支护

根据《煤矿安全规程》第二十七条规定,采用井圈或其他临时支护时,临时支护必须安全可靠,紧靠工作面,并及时进行永久支护。当围岩条件较差时,防止片帮主要措施为:在出渣的同时对岩帮进行敲找,岩帮采用锚网(喷)随机支护,锚杆采用Ø18 mm×2 000 mm树脂锚杆,间排距均为800 mm,铺设金属网,网压茬100 mm;当岩层稳定时,将岩帮的活矸危石打掉,不再进行临时支护。

2.2.2二次永久支护

放炮后,矸石不全部出完,留一部分找平作为座底矸石。绑焊钢筋(有钢筋段),稳立模板,分层对称浇筑混凝土。使用MJY型整体下移金属模板,模板外径4.05 m,全高4.3 m,全液压脱模和稳模。上循环模板脱模后,下放至工作面,根据测量找平、对中,撑开模板,使井壁的垂直度及支护厚度满足要求后,稳立好模板,浇筑混凝土。

整体下移金属模板砌壁、短段掘砌的技术施工方案不但保证了不稳定岩层的支护效果,而且大大缩短了支护周期,提高了井筒掘进效率。

2.3井筒施工工艺流程

采用“两掘一砌”的混合滚班作业方式,即打眼放炮2次,砌壁1次。井筒施工工艺流程:①下钻打眼2.5 m→装药放炮→通风扫盘→出渣→清底;②下钻打眼→装药放炮→通风扫盘→出渣至4.3 m→立模衬砌4.0 m→出渣清底。

2.4施工组织方案

根据以往的施工经验及工程实际情况,为适应施工管理的需要,设置施工班组5个,即打眼班、出矸班、清底班、打灰班、机电班组。在施工期间4个班组采用滚班作业方式,担负工作面的打眼、装药、出渣、清底、立模、打灰及小班机电的维修和排水工作。机电班组“三八制”作业方式,负责地面设备的维护、检修、吊盘起落、接风水管路及有关岗位工种,实行定岗、定员、包机负责制。

根据劳动组织形式,实行专业化的施工方法,严格分工,专班负责,专人操作,以便提高操作技术水平,充分发挥机械化施工的优势,提高工时利用率,确保正规循环,实现了快速施工。

3结语

(1)针对超化煤矿31风井特殊的地质和水文地质条件,充分利用井下现有巷道和排水阵地,通过井筒中心疏水孔泄水,并结合先进的壁后注浆技术和混凝土防水技术,有效解决了井筒涌水的难题,确保了打干井,创造了快速施工条件。

(2)井壁支护既是立井井筒施工的重点,也是难点,整体下移金属模板砌壁、短段掘砌的井壁支护技术方案在井筒围岩状况较差的立井施工中,将合理的技术方案与机械化的施工工艺有机结合,形成了一套先进的机械化作业线,大大提高了立井井筒掘进效率。

(3)采用项目法管理,优化劳动组织,充分调动了员工的积极性。采用专业化滚班制、机械设备包机制等,提高了工效,发挥了机械化配套设备的潜力。

摘要：超化煤矿31风井井筒地质构造及水文地质条件复杂,井筒施工困难。根据矿井采掘计划,31风井施工工期紧张,通过运用井筒综合防治水、综合机械化掘进和整体模板支护等先进技术,提高了井筒掘进效率,有效降低了井筒涌水量,为超化煤矿31风井的安全快速施工提供了技术保障。

甘肃黄庄煤矿立井井筒设计方案研究篇6

黄庄煤矿位于甘肃省华亭县, 井田范围内地表为起伏不平的黄土和岩石低山丘陵地形。井田位于六盘山青年褶皱山区及东部陕甘宁黄土高原之间的过渡地带, 有山谷、陡壁及低山丘陵, 地形较为复杂。海拔标高度在+1 450~+1 500 m之间。

黄庄矿井设计生产能力300 kt/a;采用立井单水平开拓方式, 生产水平标高+1 150 m。采用炮采工艺, 井下煤炭和辅助运输采用矿车运输。

井田煤层赋存有以下特点: (1) 煤层较多, 共有可采及局部可采煤层5层; (2) 煤层间距小; (3) 煤层埋藏较深, 煤层埋藏在+950~+1 350 m水平之间, 埋深在140~540 m之间; (4) 煤层赋存集中, 各层煤主要储量均赋存于中部及北部, 主要可采煤层煤6-2下全矿井赋存; (5) 水文地质简单, 含水层含水性弱; (6) 矿井为低瓦斯等级, 煤尘有爆炸危险性, 煤易自然发火; (7) 顶底板岩性较好。

2 井筒布置方案

结合矿井生产能力, 在满足矿井提升、通风、安全的前提下, 尽可能地减少矿井投资费用, 降低生产成本, 设计确定2个井筒。根据提升设备容器及井筒功能的不同, 结合井下系统, 对以下6个方案进行了技术经济比选: (1) 方案一:设主井、副井各1个。主井井筒净直径5.0 m, 井筒深为358 m。井筒内布置1对3 t单绳箕斗提煤兼作回风井, 另布置有玻璃钢梯子间、黄泥灌浆管路、信号通讯电缆等, 是矿井的另一安全出口。副井井筒净直径5.0 m, 井筒深为383 m。井筒内布置1对600 mm轨距1 t单层单车单绳罐笼, 担负全矿井的辅助提升任务, 同时兼作进风井。另外布置有玻璃钢梯子间、动力电缆、通讯及信号电缆、排水管路、压风管路, 消防洒水管路。是矿井的主要安全出口之一。优点:两套提升设备布置在2个井筒中, 提升互不干扰;箕斗单提煤, 提升能力大。缺点:矿井设2套提升设备, 投资费用高;配套的井巷工程量大、设备多, 电费高;箕斗井回风漏风风量大, 通风效率低, 乏风风流中煤尘大, 影响风机使用年限, 乏风中有害物质多, 对井筒装备腐蚀性大, 影响装备的使用寿命, 维护费用高, 生产成本高;地面增加1个绞车房及井口房, 占地面积大。 (2) 方案二:设混合提升井 (D=5.5 m) 、回风井各1个。混合井:井筒净直径5.5 m, 井筒深383 m。井筒内布置1对600 mm轨距1.5 t矿车双层2车罐笼作混合提升, 担负全矿井的提煤及辅助提升任务, 兼作进风井, 是矿井的主要安全出口之一。井筒内另布置有玻璃钢梯子间、排水管路、动力及通讯信号电缆等。回风井:井筒净直径3.5 m, 井筒深358 m。担负全矿井的回风任务, 井筒内布置有玻璃钢梯子间, 黄泥灌浆管路等。优点:一套提升设备, 设备费用低, 井下采用矿车运输时设备单一, 系统简单, 易管理, 井下工程量小;设专用回风井, 漏风小, 通风效率高, 通风费用低;1个绞车房, 占地面积小。缺点:经计算, 混合井提升能力偏小, 不符合提升要求。 (3) 方案三:设混合提升井 (D=6.5 m) 、回风井各1个。混合井:井筒净直径6.5 m, 井筒深383 m。井筒内布置两套提升设备, 1对3 t单绳箕斗担负全矿井的煤炭提升。另设1个带平衡锤600 mm轨距1.5 t单层单车罐笼担负全矿井的辅助提升, 同时兼作进风井。井筒内另布置有玻璃钢梯子间、排水管路、动力电缆等, 是矿井的主要安全出口之一。回风井:井筒净直径3.5 m, 井筒深为358 m。担负全矿井的回风任务, 井筒内布置有玻璃钢梯子间, 黄泥灌浆管路等。优点:煤炭提升量大;专用回风漏风小, 通风费用低。缺点:井筒工程量最大, 投资费用最高;两套提升设备在1个井筒内, 相互干扰大, 管理复杂, 安全隐患多;两套提升设备多1个绞车房, 占地面积大。 (4) 方案四:设混合提升井 (D=6.2 m) 、回风井各1个。混合井:井筒净直径6.2 m, 井筒深383 m。井筒内布置2套提升设备, 1对3 t单绳箕斗担负全矿井的提煤任务, 1对600 mm轨距1 t罐笼担负全矿井的辅助提升任务, 同时兼作进风井。另设有玻璃钢梯子间、排水管路、动力电缆, 是矿井的主要安全出口之一。风井:井筒净直径3.5 m, 井筒深358 m。担负全矿井的回风任务, 井筒内布置有玻璃钢梯子间, 黄泥灌浆管路等。优点:煤炭提升量大;专用回风漏风小, 通风费用低。缺点:井筒工程量较大, 投资费用较高;两套提升设备在一个井筒内, 相互干扰大, 管理复杂, 安全隐患多;2套提升设备多1个绞车房, 占地面积大。 (5) 方案五:设混合提升井 (D=6.0 m) 、回风井各1个。混合井:井筒净直径6.0 m, 井筒深383 m。井筒内布置2套提升设备, 1对3 t箕斗用于提煤, 1个带平衡锤600 mm轨距1 t双层2车罐笼用于辅助提升, 同时兼作进风井。另设有玻璃钢梯子间、排水管路、动力电缆等, 是矿井的主要安全出口之一。回风井:井筒净直径3.5 m, 井筒深358 m。担负全矿井的回风任务, 井筒内布置有玻璃钢梯子间, 黄泥灌浆管路等。优点:煤炭提升量大;专用回风漏风小, 通风费用低;井筒工程费用较方案三、四低。缺点:井筒工程量较大, 投资费用较高;2套提升设备在一个井筒内, 相互干扰大, 管理复杂, 安全隐患多;2套提升设备多1个绞车房, 占地面积大。 (6) 方案六:设混合提升井 (D=5.8 m) 、回风井各1个。混合井:井筒净直径5.8 m, 井筒深383 m。井筒内布置1对600 mm轨距1 t双层4车 (一宽一窄) 多绳罐笼担负全矿井的提煤及辅助提升任务, 同时兼作进风井。另布置有玻璃钢梯子间、排水管路、动力电缆等, 是矿井的主要安全出口之一。宽罐采用非标宽1.2 m罐笼, 主要为满足移动变电站进罐要求。风井:井筒净直径3.5 m, 井筒深358 m。担负全矿井的回风任务, 井筒内布置有玻璃钢梯子间, 黄泥灌浆管路等。优点:井筒工程费用最低;每次提升4辆煤车完全可满足矿井的提升要求, 为矿井后期发展留有余地;由于采用1套提升设备, 装备费用低, 矿井投资少, 见效快, 运行费用低;混合提升采用矿车, 简化了井下大巷运输系统, 设备单一, 管理简单, 可节省井下若干硐室工程量, 井巷费用低;设独立回风井, 可减少矿井漏风, 通风管理简单, 通风效率高, 费用低;地面只有1个绞车房, 土建工程量少, 占地省, 投资费用低。

3 结论

以上6个方案归纳起来, 从井筒功能上分为两类, 一是设主、副井井筒, 如方案一;二是设混合井与回风井, 如方案 (2) ~ (6) 。显然设主、副井工程费用及设备费用最高, 多一个主井井架、主井井口房, 地面土建费用多出约139.6万元。

按提升设备分, 也分为两类, 一是采用2套提升设备, 主、副提升分开;二是采用1套提升设备, 煤炭及辅助运输采用混合提升方式。显然采用2套提升设备投资费用高。主提箕斗系统, 提升机加电控、信号、箕斗及安装费用约390.8万元。为完成箕斗装载系统、井下煤仓、箕斗装载硐室、清撒系统、各硐室联系巷道等, 需投资约121.0万元, 设备及安装费需要增加约152.0万元 (如井下煤炭采用胶带输送机, 另外需增加设备、安装、电控及巷道约492.5万元) 。综上所述, 选用1套提升设备最省。

立井井筒空隙水防治水技术研究篇7

沙章图矿井设计生产能力500万吨/年, 采用立井开拓方式, 布置主、副、风三个井筒, 其中主井井筒设计垂深755m, 净直径6m, 基岩段采用普通钻爆法施工。井筒基岩段478m～523m处为砂岩空隙水, 地质条件非常复杂, 且含水丰富, 单孔涌水量最大为23m3/h, 注浆非常困难, 致使含水层涌水量丰富, 井筒深, 高静水压、微裂隙多, 水患威胁巨大。采取了以往古老的探水注浆方式, 施工2m厚的混凝土作为止浆垫, 工作面均匀布置12个探水孔, 在出水位置增加孔口管, 注浆材料采用普通水泥单液浆, 增加了注浆量, 提高了注浆压力, 经过多次反复钻探, 结果注浆效果非常不理想。与建设单位及专业技术人员多次开会讨论, 发现本段含水层注浆难度极大, 此段砂岩为空隙水发育, 含水量丰富, 注浆非常困难, 经过分析研究决定, 使用普通探水注浆方式非常不理想, 特别是空隙水含水层是全国注浆的一大难题, 本次注浆我项目部采取了对含水层近距离探注、短段掘砌的施工方法, 来消除水患威胁, 保证安全生产。

2 施工方案

针对该井筒所穿地层的特点, 自上而下都赋存含水层, 且水文地质不稳定因素多, 同时考虑施工期间的排水能力, 为避免突水事故的发生, 决定对井筒基岩段空隙水岩层采取与含水层近距离工作面探水注浆、井筒短段掘砌的施工方法。停头位置必须距下一个含水层不少于10m, 因前期已探明隔水岩冒无水, 采取了加长孔口管、加密探孔、提高注浆压力、增加注浆量, 注浆材料首先使用普通水泥对裂隙发育较大岩层进行封堵, 然后使用超细水泥对微裂隙发育岩层进行封堵, 最后选用化学浆进行封堵, 反复探注, 直至达到理想的注浆效果。井筒掘砌过程中, 本段含水层共穿越砂岩含水层2层, 厚度在2m～8m之间, 是主要的含水层。根据估算, 本段含水层总涌水量可高达50m3/h, 所采取的施工技术方案为:

完善排水设施→分段式工作面探水注浆→空隙水含水层近距离工作面探水注浆→选用合理的注浆材料→井筒短段掘砌。

3 施工方法

3.1 完善排水设施

井筒基岩段施工前, 必须完善排水设施。随吊盘下放敷设一趟Φ108mm×6mm的无缝钢管作为排水管路, 用一台2JM225/800A型凿井稳车悬吊, 随排水管绳敷设一路MYP3×70+1×25电缆, 吊盘中层盘安装一台DC50-80×10型卧泵、配1.5m3水箱, 电机功率280Kw, 另备有同型号卧泵2～3台、电机一台。卧泵排水量50m3/h, 加上提升吊桶的排水能力, 综合排水能力可达90m3/h。

3.2 止浆垫施工及加固

根据以往计算公式, 需浇注2m厚的止浆垫, 随井筒深度不能有效抵抗较大的压力, 经过专家研究决定, 止浆垫厚度不超过1.5m, 采取了孔口管埋设在下一层岩石中, 加长孔口管长度, 对孔口管增加抵抗压力。固管完成后, 凝固不少于24小时后, 为防止注浆时竖向裂隙串浆, 威胁上部混凝土井壁安全, 注浆前对止浆垫周围岩体进行加固, 采用7665型风钻打眼和孔口管钻孔两种方式对止浆垫进行加固。

3.3 孔口管的埋设

在止浆垫周边均匀布设第一组钻孔12个, 因每个钻孔含水较丰富, 然后再均匀布设第二组钻孔12个, 最后为检验注浆效果, 重新在涌水量较大的孔口管旁加设了3个检查孔, 孔口管距离井帮0.5m, 角度9°。在迎头岩石面上用Φ130mm的钻头开孔, 孔深达到10m后, 提出钻头, 灌入1:1的水泥砂浆, 孔口管采用Φ108mm×6mm×9000mm的无缝钢管, 前部用电焊机在孔口管上焊接瘤子用于增大孔口管的摩擦力, 后部焊上法兰盘, 利用钻机冲击器将孔口管打入孔内。

3.4 工作面探水注浆

经分析本段地层含水层较多, 含水量较大, 微裂隙发育, 岩层岩性不稳定, 所以本次探水注浆采取布置27个探孔, 本次探注工作重点封堵第一层含水层, 兼顾对第二含水层进行了探注工作, 尽快探明含水情况, 加快了施工进度。本次探水注浆分三组钻进, 为保证注浆效果以及缩短工期, 首先施工第一组钻孔, 其中有3个钻孔为探明下部地质情况钻进至45m外, 其它孔都钻至25m～30m;然后施工第二组钻孔13～24#孔, 均钻进至25m;最后施工25#～27#孔, 钻至20m, 作为检验注浆效果;经过33天的施工, 将491m～497m处含水层单孔涌水量控制在0.9m3/h, 平均涌水量0.1m3/h以内;同时, 探明了下层含水层位于516m～518m (粗砂岩) 处, 涌水量在0.9m3/h～3.5m3/h之间。

(1) 设备选择及布置

选用MKQJ120/40型潜孔钻机, 钻杆Φ60mm, 冲击器Φ90mm, 钻头Φ90mm/Φ130mm, 选用2TGZ-60/210型注浆泵。注浆站布置在吊盘下层盘, 地面井口设浆液搅拌站, 浆液利用注浆管下放。

(2) 注浆材料

主要以化学浆注浆为主, MJ-I改性脲醛树脂、草酸与丙烯酰胺配合注浆。草酸、丙烯酰胺配制脲醛树脂胶浓度分别掺加3%、2%。

(3) 注浆有关参数确定

Ⅰ探注段高:根据现场情况, 确定注浆有效段高45m～50m, 掘砌段高35m～40m。

Ⅱ注浆压力:注浆过程中, 一般控制在静水压力的2.5～3倍, 本段探水注浆压力控制在12MPa～14MPa。

(4) 结束注浆的标准

单孔注浆结束标准:一是注浆压力达到注浆设计终压;二是检查钻孔的涌水量<0.5m3/h。

(5) 注浆效果

本段工作面迎头探水注浆是整个防治水的重点, 所需时间最长, 投入的设备成本最多。在整个探注期间, 共穿过了2个含水层, 单孔涌水量最大达到23m3/h。注浆堵水率为95%, 注浆效果十分明显, 保证了井筒的安全施工。

4 结语

沙章图主井井筒的空隙水防治水技术的成功实施, 确保了注浆效果, 最大限度地减少了井筒涌水量, 达到了验收优良标准, 保证了施工安全。还得到一些需要特别注意的经验:

(1) 排水系统需畅通完善, 排水能力大, 迎头出水量必须得到有效控制, 保证注浆的连续性;

(2) 探水注浆工作时, 止浆垫位置应避免布置在泥岩中, 应设在相对稳定坚硬的粉砂岩和细砂岩中。

(3) 浇注止浆垫厚度不大于1.5m。

(4) 加固止浆垫时, 严格按标准进行加固。

(5) 布置孔口管时, 工作面一次不应低于24个探水孔, 加长孔口管长度9m左右。

(6) 在探水注浆前, 充分准备好注浆材料:如普通水泥、超细水泥和化学浆;在探注时, 根据实际情况选用合理的注浆材料, 保证注浆效果, 提高注浆质量。

摘要：内蒙古自治区鄂托克前旗上海庙沙章图煤矿主井砂岩含水层多, 空隙水发育, 含水量丰富, 注浆非常困难, 严重威胁施工安全, 影响施工速度和质量。研究确定对含水层近距离工作面预注浆、井筒短段掘砌施工, 安全高效穿过了空隙水发育的砂岩含水层, 效果良好。

立井井筒装备篇8

关键词：立井井筒,井壁结构,冻结法,混凝土强度

0 引言

目前, 我国立井穿过不稳定冲积地层一般采用特殊凿井法施工, 主要方法为冻结法、钻井法、帷幕法、沉井法等。其中, 冻结法和钻井法是目前我国煤矿立井井筒采用较多、更为成熟有效的两种特殊凿井施工方法。鉴于冻结法施工的优点, 目前冲击地层采用冻结法施工的井筒占大部分。

井筒含水基岩的治理方法一般采用注浆法和地层冻结法。冻结法治水效果可靠;井筒施工对环境无污染, 噪声小。一般情况, 基岩段采用注浆法施工较多。但是近期, 内蒙等地的含水基岩段均采用了冻结法施工, 主要鉴于内蒙等地的基岩地层与其他地区地层的不同及特殊性。随着煤炭浅部资源逐渐枯竭, 准备建设的新矿井大多开采深部资源, 井筒深度也逐渐加大。

根据目前井壁的计算方法, 随着井筒深度的加深井壁厚度将越来越大, 形成了“大体积混凝土”, 而大体积混凝土在固化过程中释放的水化热使井壁本身产生较大的温度变化和收缩作用, 收缩应力可能导致混凝土出现裂缝, 对井壁本身造成致命的影响。因此对于冻结深度较深的井筒, 怎么减薄井壁厚度往往成为设计人员头疼的问题。

1 冻结法施工井筒井壁结构形式

目前我国采用冻结法施工的井筒井壁结构形式主要包括钢筋混凝土双层井壁与钢筋混凝土单层井壁;其中双层井壁根据温度应力的大小, 结构形式可分为含塑料夹层的钢筋混凝土复合井壁与不含塑料夹层的钢筋混凝土双层井壁。因冻结井筒单层井壁应用较少, 本次主要研究钢筋混凝土双层井壁计算方法。

2 冻结法施工井筒双层井壁厚度的确定

1) 钢筋混凝土井壁结构计算主要参考的规范、规程。

主要参考的规范、规程有:《××矿井井筒检查钻孔地质报告》, GB 50384—2007煤矿立井井筒及硐室设计规范, GB 50511—2010煤矿井巷工程施工规范, GB 50213—2010煤矿井巷工程质量验收规范, GB 50010—2010混凝土结构设计规范, 《采矿工程设计手册》, MT/T 1124—2011煤矿冻结法开凿立井工程技术规范等。

2) 内、外层井壁整体所受径向荷载标准值计算。

a.均匀荷载标准值应按GB 50384—2007煤矿立井井筒及硐室设计规范6.1.3-1式计算。

b.不均匀荷载标准值。

其中, βt为冲积地层不均匀荷载系数。冻结法凿井时, βt=0.2~0.3。

3) 内、外层井壁分别承受的径向荷载标准值计算。

a.内层井壁荷载标准值。

其中, Pn, k为内层井壁所承受的荷载标准值, MPa;kz为荷载折减系数, 一般取0.81~1.00;0.01为水的似重力密度, MN/m3。

b.外层井壁荷载。

外层井壁承受的冻结压力Pd, k可按表1选取。

4) 冻结法凿井井筒的井壁厚度应按下列公式计算初步拟定。

a.薄壁圆筒 (t<rw/10) 井壁:

b.厚壁圆筒 (t≥rw/10) 井壁: