超千米立井

关键词： 风井 变形 立井 井筒

超千米立井（精选四篇）

超千米立井 篇1

关键词：千米立井,抗变形结构,可缩层,小煤柱,橡胶砖

平煤集团公司四矿是一个生产能力1.8 Mt/a的现代化矿井。矿井于1958年8月建成投产, 主要开采石炭二叠系的丁5、丁6、戊8、戊9、戊10、己15、己16、己178个煤层, 煤层累计厚度14.68 m, 煤层倾角平均9°。目前, 生产水平为第一、第二水平, 计划开采第三水平 (深部水平) 。

矿井采用立井、多水平、集中下山开拓。但随着矿井开采深度的增加, 瓦斯含量也逐渐增大, 通风线路加长, 现有的通风能力已很难满足矿井生产和发展的需要, 尤其是深部第三水平开采时, 进风线路长达8 000 m, 通风阻力加大, 难以保证安全生产, 因此在深部预设计三水平进风井筒。如果按照常规的留设保护煤柱法, 新建井筒留设保护煤柱其压煤量将达到18.0 Mt, 这将严重影响矿井的发展和生产接替。为此, 新建井筒设计为抗变形结构井筒, 采用留设小煤柱进行保护, 经计算, 新风井仅压煤2.93 Mt。

1 井筒抗变形结构设计

进风井井筒抗变形结构设计包括整体规划、柔性措施和刚性措施。刚柔结合用于吸收和抵抗岩层的移动与变形, 从而达到保护井筒的目的。

(1) 整体规划。

根据反复论证与技术分析, 新建风井建在四矿三水平的中深部, 井筒深度1 146.4 m, 井筒直径6.5 m, 井筒将穿过丁组、戊组、己组煤层。根据计算, 井筒采动影响深度为830 m。在井深830 m以上采用综合性的抗变形结构措施, 包括采用钢筋混凝土井壁、可缩层等。

(2) 柔性措施。

为留设小保护煤柱, 解决因开采造成地层下沉对井筒支护的影响, 吸收竖直方向的压缩变形, 分别在每隔一定距离的软岩位置设置1道可缩性井壁。可缩性材料选用梯形复合橡胶砖 (图1) , 共设置19道可缩层, 每层高800 mm, 每道又均分为4个分层, 每层橡胶砖通过限位孔实现砖与砖之间挤紧, 层与层砖之间错缝咬接成一体。每道可缩层上下各5 m增加锚网喷加强支护, 采用20 mm×2 100 mm树脂锚杆及Ø6 mm金属网, 网孔80 mm×80 mm, 喷射混凝土厚度70 mm。为防止水平侧压对井筒可缩层的挤压作用, 在可缩层与岩体之间预留300 mm的间隙, 同时对软弱岩体或煤层采用锚网等技术措施进行处理, 防止其片帮。

(3) 刚性措施。

刚性措施主要是增加井壁的刚度, 以防止井筒水平断面的改变和竖向压缩破坏。井壁采用双层钢筋混凝土支护, 网格为纵筋 (Ø22 mm) ×横筋 (Ø22 mm) =300 mm×250 mm, 拉筋直径8 mm, 间距600 mm, 后316.4 m为素混凝土支护, 壁厚均为600 mm, 混凝土强度等级为C40。

2 可缩层施工工艺

(1) 可缩层上部5m施工。

当井筒施工至可缩层上部5 m时, 随掘随锚, 而后进行绑扎钢筋, 下落滑模浇筑混凝土井壁, 完成可缩层上部5 m工作。

(2) 高度800mm可缩层段掘进。

井筒向下掘进, 当出矸距滑模下沿1.8 m左右时, 使用YT-28型风动凿岩机向岩帮打眼, 使用水胶炸药、毫秒延期电雷管起爆, 将井筒荒断面加大至可缩层设计断面, 及时进行锚网支护。

(3) 可缩层下部5m施工。

留出可缩层位置, 井筒继续向下掘进, 施工方法同 (1) 。

(4) 可缩层摆放橡胶砖。

完成上述工作后, 继续按正常施工工序向下施工, 当吊盘下移至可缩层位置时, 即可进行可缩层摆放橡胶砖。先摆放第1层, 靠近风筒位置的橡胶砖最先摆放, 沿井筒净断面将第1层橡胶砖依次摆放并找平, 而后可同时摆放第2、第3、第4层橡胶砖。

3 安全技术措施

由于井筒是在采动过程中施工, 在凿井与井壁浇筑过程中都将承受一定的移动变形影响, 尤其是竖向的压缩变形和水平方向的拉伸变形影响。为安全起见, 在井筒施工过程中, 除采取常规的安全措施外, 还应增加施工安全技术措施。

(1) 在井筒施工过程中, 要尽量减少其周围的采动影响, 尤其应避免在其周围多煤层、多工作面同时开采。为了保证井筒的正常安全使用, 要求对同一煤层, 采区两翼尽量做到同时对称开采, 避免一翼开采完后再开采另一翼。对各组煤要求:丁组煤开采后再开采戊组煤, 戊组煤开采后再开采己组煤。

(2) 在井筒施工过程中, 要加强对裸露井壁的支护, 加强施工人员的安全管理。

(3) 在整个井筒施工期间, 要加强井壁的观测与观察工作, 对产生裂缝、鼓起的部位要及时给予维修、处理。

(4) 吊盘必须找正稳牢, 吊盘与井壁间的空隙用铁板遮盖严实。可缩层摆放橡胶砖时, 井筒内严禁平行作业。

(5) 在吊盘上层盘作业时必须系好保险带, 且生根牢固。

4 结语

(1) 平煤集团四矿三水平进风井井筒是平煤首个千米立井井筒, 通过采用机械化配套设备及先进的掘砌施工技术, 在井筒施工条件差及井壁支护结构较复杂的情况下, 于2007年6月创出了月成井102 m的好成绩, 施工工期比合同工期缩短68 d, 实现了千米井筒的安全、快速、优质、低耗施工。

(2) 井筒采用抗变形结构及小煤柱进行保护, 其压煤量由18.0 Mt减少到2.93 Mt, 缓解了矿井生产接替紧张局面, 为矿井的发展增添了后劲。

千米立井安全高效施工及组织管理 篇2

双合煤矿位于山东省鱼台县境内, 设计生产能力0.9 Mt/a, 采用立井开拓方式, 工业场地内布置主、副两立井。其中主井井筒由中煤第五建设有限公司第三十一工程处承建, 设计净直径为5.5 m, 深1 101.8 m, 表土层厚207.15 m, 表土层和风化基岩采用冻结法施工, 冻结深度305 m, 基岩段采用普通凿井法施工。冻结段设计为内、外双层井壁, 钢筋混凝土支护, 井壁厚900 mm, 混凝土强度等级C30—C50;基岩段设计为单层井壁, 素混凝土支护, 井壁厚500～700 mm, 混凝土强度等级C40—C50。

井筒自上而下依次揭露的地层有:第四系、新近系、侏罗系、二叠系。第四系和新近系厚207.15 m, 其中黏土类地层累计厚111.58 m, 砂类地层累计厚87.15 m。侏罗系地层厚740.89 m, 以粉砂岩、细砂岩为主, 厚度大于5 m的砂岩有10层, 累计厚146.65 m。二叠系未完全揭露, 揭露厚度146.56 m, 石英砂岩为上石盒子组与下石盒子组的分界标志。上石盒子组以粉砂岩、泥岩为主, 下石盒子组上段以泥岩为主, 下段以泥岩、粉砂岩、细砂岩为主, 底部为含砾中粗粒砂岩。井深222.22～950.00 m段预计井筒涌水量210.6 m3/h, 952.56～1 090.28 m段预计井筒涌水量45.2 m3/h。

2 施工方案设计

在施工准备期内完成地面临时设施和凿井措施工程的施工, 并施工临时锁口至静水位以上3 m位置。试挖成功后, 施工冻结段外壁至井深30 m位置, 安装两盘、吊挂管线。冻结段外壁和基岩段均采用综合机械化配套的立井短段掘砌混合作业方式施工, 掘砌段高2.4～3.6 m。冻结段内壁采用金属装配式模板一次套砌。冻结段壁座采用短段掘喷临时支护、长段套壁的施工方案。

采用Ⅴ形凿井井架, 2套单钩提升系统。主提升机型号为2JK-4×2.65/15, 配4 m3矸石吊桶 (非标) ;副提升机型号为JK-3×2.5/15.5, 配3 m3矸石吊桶 (非标) 。井筒安设Ø5.2 m工作吊盘4层, 5绳悬吊。凿岩采用1台SJZ-6.7型伞钻, 装岩采用1台HZ-6型中心回转抓岩机, 砌壁采用2套MJY3.6系列整体液压模板, 采用地面落地式矸石溜槽、装载机配合自卸汽车排矸。在吊盘安装2台DC50-100×12型卧泵配合Ø108 mm排水管形成排水系统, 在地面安装2台FBD№8.0/2×45 kW局部通风机配合Ø800 mm玻璃钢风筒形成通风系统。井筒施工平面布置如图1所示。

3 方案实施

3.1 冻结段施工

(1) 小型挖掘机配合中心回转式抓岩机掘进技术[1]。

冻结壁未进入荒径或进入荒径较少时, 采用机械挖掘, 小型挖掘机配合中心回转式抓岩机掘进。冻结壁进入荒径较多时, 先用抓岩机挖出井心土, 再用风镐挖掘周圈土。深部井筒全部冻实, 机械挖掘困难时, 则采用全断面或局部钻眼爆破法辅助掘进。冻土装入吊桶, 提升出井, 经自动翻矸后, 溜入落地式矸石仓。

(2) 整体液压金属模板砌筑外层井壁技术。

冻结段外壁砌筑采用整体液压金属模板, 高3.6 m, 按2段加工, 可根据土层稳定情况缩小段高至2.4 m。当掘够一个砌壁段高后, 开始下放刃脚模板、绑扎钢筋、下放直模板, 浇筑混凝土。竖向钢筋采用直螺纹钢筋连接, 环筋采用搭接连接。

(3) 过厚膨胀黏土层施工技术。

在冻结段施工过程中, 黏土层最厚17 m, 该段黏土层膨胀性较大, 根据现场测定, 井帮最大位移为22 mm, 最小位移为15 mm。在掘进过程中, 根据土层情况, 合理确定施工段高, 以控制荒壁位移量, 并将荒径适当增加30～50 mm, 保证井帮位移后掘进规格尺寸, 以确保井壁支护厚度。为防止黏土膨胀造成井壁开裂, 在井壁荒径周圈开挖16个高3.6 m、宽0.4 m、深0.3 m的V形卸压槽。经实际应用, 效果比较明显, 施工后井壁未出现开裂现象。

3.2 基岩段施工

(1) 中深孔光面爆破技术。

基岩段采用钻眼爆破法掘进, 中深孔光面爆破, 炮眼深度3.5～5.5 m, 直径55 mm。炸药采用T220型高威力水胶炸药、1～5段毫秒延期电雷管, 380 V交流电源起爆。

(2) 小型挖掘机辅助清底技术。

采用中心回转抓岩机装岩, 小型挖掘机辅助清底, 大大提高了清底质量和清底效率。

(3) 过松软岩层施工技术。

井筒基岩段部分泥岩岩石比较松软, 风化后易片帮, 施工中采取了以下措施:①合理布置周边眼, 周边眼小于荒径200 mm布置, 眼距由原设计的536 mm改为450 mm, 装药量由原设计的280 kg降为240 kg。②严格控制水对井帮围岩的侵蚀, 工作面中心设集水坑, 及时排除积水。③增加锚网临时支护, 井帮及时打锚杆挂网临时支护。④出矸过程中设专人观察井帮情况, 及时找掉活矸、浮石。

3.3 深井工作面防井壁破裂预注浆

在深井工作面预注浆工作中往往会出现止浆垫上部井壁开裂现象, 为解决这个问题, 在施工中主要采取了以下措施[2]:

(1) 加厚局部井壁。增大止浆垫以上10 m段井壁壁厚, 在原设计厚度基础上增大200 mm, 以增加抵抗注浆压力的能力。

(2) 提高局部井壁抗压强度。将止浆垫以上10 m段井壁混凝土强度等级由C40提高到C50。

(3) 孔口管深入止浆垫下部岩层2～5 m, 把注浆压力分解到下部地层, 减小注浆对止浆垫和井壁的压力。

(4) 在止浆垫混凝土养护期间对止浆垫上部井壁进行注浆加固。

(5) 对止浆垫进行注浆充填, 对止浆垫与围岩之间的空隙进行充填注浆。

4 项目施工组织和管理

(1) 管理机构和劳动组织。

施工现场设立项目部, 由项目经理、党支部书记、生产 (机电) 副经理、技术副经理、经营副经理、派驻安全监察站站长6人组成项目部领导班子。项目部设置调度室、工程技术组、经营管理组、综合后勤组和派驻安全监察站5个职能组室。施工队采用掘进与机电维修相结合的综合队, 配备140人。冻结表土段施工设置掘进班组、开帮班组、绑筋稳模班组、砌壁班组和辅助班组;冻结基岩段和基岩段施工设置打眼放炮班组、出矸找平班组、砌壁班组、出矸清底班组和辅助班组;套壁阶段设置4个砌壁班组和1个辅助班组。

(2) 光面爆破管理。

光面爆破是保证井筒施工质量的基础, 也是实现正规循环作业的前提。而真正实现光面爆破需要严格执行爆破图表、操作规范和保障制度。在井筒施工中, 严格执行打眼“三定”原则:定人、定钻、定位。制订了严格的质量考核标准和奖多罚少保底的奖罚激励制度。制度中规定班组长、验收员、跟班副队长负有连带责任, 进行同奖同罚, 形成了“人人关心质量、追求质量”的局面。质量好坏直接与个人利益挂钩, 质量意识深入人心。实践表明, 井筒光面爆破质量好且稳定, 眼痕率保持80%以上, 欠挖量小, 减少了风镐开帮时间, 混凝土用量不超定额, 相对降低了施工成本。良好的光面爆破质量奠定了实现正规循环作业的基础。

(3) 正规循环管理。

立井井筒施工一般实行“滚班制”作业, 只有通过实现正规循环作业才能实现持续稳定高效生产, 而实现正规循环作业关键是能否保证机电设备的正常运转。机电班组虽为辅助班组, 但也是实现正规循环作业的关键班组, 这也是其成为综合队组成部分的原因。机电班组实行严格的“包机制”管理, 分绞车、大抓维修、伞钻维修、卧泵维修、压风等小组, 各小组对其承包的设备安全运转负责, 根据现场工作需要及时进行安全生产检修工作, 各分管设备小组均设小组长1名。对机电班组和各包机小组实行工作质量考核制度, 检修时间集中在打眼放炮班打眼期间、砌壁班浇筑混凝土期间, 特殊情况要提出检修时间申请。在检修时间内, 各包机小组集中人员对所分包的设备进行检修。

5 应用效果

(1) 双合煤矿主井井筒采用技术先进、工艺成熟的短段掘砌混合作业方式施工, 在小直径超千米立井中实现了以大绞车、大吊桶、伞钻、中心回转抓岩机、小型挖掘机、整体液压模板为主要装备的综合机械化配套。

(2) 井筒施工中充分发挥了小型挖掘机的优势, 在冻结段与中心回转抓岩机配合掘进, 在基岩段辅助清底, 提高了井筒施工机械化水平。

(3) 冻结段采用过厚膨胀黏土层施工技术, 基岩段采用过松软岩层施工技术, 安全顺利地通过了井筒不稳定地层。

(4) 采用深井工作面预注浆技术, 有效防止了注浆引起的井壁破裂现象。

(5) 以光面爆破和机电设备正常运转保证正规循环作业, 以健全的规章制度和人性化管理保证施工队伍稳定, 实现了持续、稳定、安全、高效施工。

6 结语

双合煤矿主井井筒于2011年3月15日试挖, 2011年4月5日正式开工, 开工首月冻结外壁掘砌进尺即达151.2 m。2011年8月创出基岩段月成井153 m的好成绩后, 2011年9月又创出基岩段月成井204 m的中煤第五建设有限公司施工新纪录。

除去探水注浆和施工硐室的时间, 全井筒平均月成井达130 m, 为近年来建井行业较高水平。井筒施工期间, 施工单位依靠先进技术和装备以及科学的施工组织管理, 实现了千米深井安全高效施工。

参考文献

[1]江军.立井井筒深厚冻结表土段快速施工实践[J].建井技术, 2008, 29 (6) :8-9.

超千米立井 篇3

关键词：千米深井,工作面预注浆:止浆垫,施工

1 概述

在矿井建设期间, 由于安全、生产等相关体系的不够完善, 导致井筒施工期间的水害防治设备设施的抗风险能力极差, 因而水灾事故频发。

中煤二处承建的安居煤矿副井井筒设计净直径为 Φ6. 0m, 总深度1023. 0m, 井口标高+ 38. 0m, 冻结段深度为270m。设计产量为0. 45Mt/a, 为瓦斯矿井。截至2009 年8 月25 日已施工至- 632. 2m。

考虑到所提供岩层地质资料与实际不符合, 水量大小不能确定, 因侏罗系地层沉积环境, 以洪积相、坡积相为主, 岩性不稳定, 含承压裂隙水、孔隙水。预计井深632m以下地层为含水层, 从安全和进度上都不能满足快速施工的目的, 为此, 经有关专家和业主等领导现场勘察后, 决定在此工作面上进行浇筑混凝土止浆垫施工, 然后打钻进行工作面预注浆作业。

副井井筒将穿过的基岩主要为侏罗系J31、J32、J33 段和二迭系石盒子组上段, 该段砂岩含水层比较分散。检查孔资料提供, 主要含水层段为334. 42m ~ 498m。其中417. 18m ~ 433. 78m预计涌水量为: 15. 95m3/ h。 井筒开挖涌水量井深350m - 357m段实测涌水量21m3/ h, 井深449m, 实测涌水量62m3/ h。8 月27 日我方与监理及筹建处共同实测井筒涌水量为52. 59 m3/ h ( 包括上部井壁淋水) 。

2 施工方案

由于井下只有0. 4 m未砌井壁段, 为保证止浆垫稳定和安全, 需将上段已浇注好井壁3m用风镐凿成毛面并挖出倒楔形沟槽, 将井筒工作面内浮矸清理干净。安设滤水管及注浆孔口管, 然后铺设滤水层, 再浇筑砼止浆垫, 待砼止浆垫强度达到70% 后, 注浆加固砼止浆垫。

2. 1 施工方法

2. 1. 1 井壁处理

为防止工作面注浆期间压坏整体金属模板, 先将模板拆除。由于工作面涌水较大, 为防止破除井壁放炮期间涌水淹没工作面, 不再破除井壁。为增加止浆垫的抗剪力, 将上段3m已浇注好井壁利用风镐打成毛面, 同时在井壁上用风镐挖出2道倒楔形沟槽 ( 上下间距800mm) , 宽度300mm, 深度200mm, 沟槽与工作面之间用 φ57 × 7 无缝钢管作为斜撑撑好, 钢管之间用 Ф20 钢筋绑扎成整体。

2. 1. 2 滤水管安装

滤水管采用2 根60010mm无缝钢管加工而成, 将地面预制好的滤水管整体吊装下至工作面, 用大抓绳夺钩放至泵窝内, 利用井壁打锚杆的方式来固定其方位, 待滤水管整体固定牢固后松开大抓绳, 提潜水电泵放入滤水管, 将水面降至最低。

2. 1. 3 注浆孔口管埋设

为确保注浆效果, 防止止浆垫出现跑浆现象, 决定采用1598mm、1087mm无缝钢管钢管作为注浆管, 外焊与6 寸20MPa高压球阀配套的法兰盘, 全长6m, 埋固5. 5m, 外露0. 5m, 以便高压球阀和注浆三通盘的安装。根据设计均匀安放8 根1598mm、12 根1087mm根注浆管, 注浆管布置尽量避开提升吊桶位置。注浆管用锚杆上下固定, 每根注浆管在底板上方1m及2. 5m各用2 根18mm × 2500mm树脂锚杆固定, 为加强注浆管的稳定性, 防止注浆管出现松动偏斜, 对每个注浆管加固好后, 然后再用18 环筋将20 根注浆管连成一个整体, 以增加注浆孔的稳定性, 使之保持设计的角度和位置。注浆孔口管必须埋设在坚固岩石表面。

2. 1. 4 滤水层施工

在水面保持最低的情况下, 用底卸式吊桶下放粒径20mm ~ 40mm的石子, 人工铺平, 铺设厚度800mm ( 注: 石子厚度大于水泵高度约300mm) , 其上面铺设一层油毡, 上面再铺两层彩条布, 确保涌水不从滤水层进入砼止浆垫和砼不进入滤石层。

2. 1. 5 止浆垫施工

在保证水面不高出滤水层的前提下, 采用底卸式吊桶下放C40素砼至工作面, 用风动震动棒捣实, 浇至设计厚度时完成作业。

要求施工砼时必须保证砼配合比和水灰比, 为防止井筒淋水稀释砼而造成砼标号降低。施工时必须在上吊盘上用彩条布将井壁淋水截导到吊盘上水箱或吊桶排出。

为提高砼止浆垫早期强度, 搅拌砼时按水泥用量的8% 掺入WG - HEA型早强剂。

3 止浆垫设计

止浆垫设计为平底形止浆垫, 设计强度为C40素混凝土; 考虑到工作面有水适当地添加早强剂。

一般注浆终压取地下静水压力的2 ~ 2. 5 倍, 副井井筒静止水位埋深14m, 经计算632m注浆终压为: P0= 2. 5 × 6. 2 = 15. 5Mpa

止浆垫厚度按公式Bn≈P0·r/[σ]+ 0. 3r ( m)

其各符号含义详见表1, 止浆垫厚度公式含义表。

[σ]: R3 - 7 /k R3 - 7 为混凝土C403 ~ 7 天的极限抗压强度36MPa, K = 2

计算Bn≈P0·r/[σ]+ 0. 3r = 15. 5 × 3. 7 / ( 32 ÷ 2) + 0. 3 × 3. 7≈4. 7m

参照《建井工程手册》的经验值和现场未浇井壁段深度, 设计止浆垫厚度为4. 7m。

止浆垫混凝土量计算: V = πr2H = 202m3

4 滤水层设计

由于目前井筒工作面岩石破碎、裂隙发育、有涌水, 砌筑止浆垫需铺设碎石滤水层, 以便在维持排水条件下, 保证止浆垫的施工质量。滤水层厚度计算如下:

公式各符号含义详见表2, 滤水层厚度公式含义表。

通过计算: 滤水层厚度为0. 8m。

5 施工准备

先排完井筒积水, 接着清底, 然后根据设计位置预埋滤水管 ( 2 根) 和注浆管 ( 20 根) , 施工碎石滤水层 ( 0. 8m) , 再施工砼止浆垫。

5. 1 排水

井筒积水由潜水泵排至吊盘水箱, 再由吊盘上的DC50 - 80 × 8 卧泵排至地面, 然后通过设置在腰泵房内的卧泵排至地面。

5. 2 滤水层施工及注浆管埋设

水排完后, 根据井筒设计荒径找成型 ( 用风镐将没浇注井壁尽量向外刷大) 即不小于设计井壁厚度700 mm。在井筒中心靠近出水点部位挖一积水窝, 座上滤水管, 潜水电泵置于其内进行排水。然后根据设计安放注浆管, 然后施工碎石滤水层, 滤水层施工结束后开始浇筑砼止浆垫。

6 滤水层注浆施工

在止浆垫施工好养护3 天后, 取出滤水管内的泵, 装上加工好的变头, 对滤水层与孔口管首先进行加固, 浆液为水泥单液浆, 注浆阀直接与滤水管变头连接上, 注浆终压为静水压力的3 倍并持续15min, 合格后方可双液浆封孔。选用2TGZ -60 /210 注浆泵, 注入水灰比为1∶ 1 或0. 75 ∶ 1 的单液浆至设计终压, 封孔改换为双液浆注入。在注浆之前将40Be’的水玻璃按比例调成30Be’~35Be’, 注双液浆时C ∶ S = 1 ∶ 0. 3 ~ 0. 5, 并根据孔口管、岩层周围跑浆的情况, 控制注浆速度, 使双液浆在滤石层内完全充满凝固。达到设计终压后方可停止注浆, 待固结养护24 小时后, 方可进行探水孔钻进。钻进之前一定要将高压球阀安装上并联接好防喷装置, 方可进行正常钻进施工。

7 滤水层注浆施工

通过井筒预注浆止浆垫施工, 确保注浆施工顺利进行。安居副井井筒预注浆结束后, 井筒涌水量由原来的52. 59 m3/ h减少到不足6 m3/ h, 不仅降低了水害对矿井施工的影响, 改善副井井筒施工工作环境, 而且减少了排水带来的投入, 为该副井井筒快速、高效、优质完成施工及交付提供了可靠保障。

参考文献

[1]陈运, 等.基于缺陷分析的掘进工作面透水事故预防策略研究[J].能源技术与管理, 2015, 10 (05) :68-75.

超千米立井 篇4

关键词：千米埋深,严重突出特厚煤层,立井井筒,消突技术

1 概况

鹤壁三矿新副井井筒净直径7.0 m, 井深1 038.5 m (包括20 m水窝) , 表土段290 m, 井壁结构为现浇素混凝土和钢筋混凝土支护, 井筒壁厚600 mm, 混凝土强度等级为C40~C50。三矿新副井揭煤深度954.20 m, 是目前河南境内最深的煤井。根据三矿钻孔瓦斯含量统计结果和煤层瓦斯含量分布规律, 预测新副井揭煤水平煤层瓦斯含量为19 m3/t, 瓦斯压力预测值1.2 MPa。

根据区域防突要求, 井筒揭煤区域瓦斯抽采钻孔控制井筒轮廓线以外12 m, 井筒揭煤区域消突内覆盖的二1煤层地质储量为10 369 t。区域防突消突标准是要求井筒揭煤前二1煤层瓦斯含量降低到8 m3/t, 需抽出瓦斯量87 102 m3。

2 区域防突瓦斯抽采钻孔布置方式

依据《防治煤与瓦斯突出规定》要求, 井筒距煤层法距7 m (井深951.6 m) 时, 停头施工穿层钻孔预抽钻孔, 区域综合防突措施要求立井穿层钻孔控制井筒轮廓线以外12 m。根据钻机配备状况, 钻孔直径选择89 mm、穿层钻孔开孔间距40 cm×40 cm左右、孔底间距300 cm×300 cm、钻孔孔底要求进入煤层底板1 m左右。根据设计抽采钻孔共10组, 钻孔总数累计215个, 岩孔长2 594.8 m, 煤孔长2 560.5 m, 钻孔总长5 154.3 m。

3 抽采管路

瓦斯抽采管路采用大管径, 故取瓦斯抽采纯量为2.2 m3/min, 混合浓度按30%计算, 则抽采系统总管流量为7.3 m3/min, 抽采系统管路直径按下式计算:

式中, D内为瓦斯抽采管内径, m;Q为瓦斯混合流量, m3/min;V为瓦斯混合气体流速, m/min。

经计算D内=0.125 m

抽采管路内径取150 mm, 选择管路主管为直径150 mm的热轧无逢钢管, 钻场瓦斯汇流管和钻孔内引流瓦斯管为直径83 mm的热轧无缝钢管, 连接胶管为内径89 mm。

4 瓦斯抽采泵选择

瓦斯抽采泵流量计算公式为:

式中Q为瓦斯抽采泵所需额定流量, m3/min;Qz为抽采系统最大瓦斯抽采纯量, m3/min;X为抽采瓦斯浓度, %;K为备用系数, 取1.20;η为抽采泵机械效率, 取0.80。

井筒揭煤段瓦斯抽采系统设计的抽采量为2.2 m3/min, 经计算, 瓦斯抽采泵所需额定流量为11 m3/min。瓦斯抽采泵在实际抽采过程中的最大抽气量一般只能达到泵的工况流量的60%左右, 则揭煤段瓦斯抽采所需瓦斯泵的工况流量必须达到18.3 m3/min。

5 瓦斯抽采钻孔施工技术

由于区域瓦斯抽采需要控制井筒轮廓线外12 m, 揭煤区煤层厚度10 m左右, 穿煤时间超过1周, 需要实施穿煤期间截流抽采, 因此, 在距煤层最小法距7 m位置需要增加井筒断面直径至9.4 m, 井筒向下延伸和穿煤期间最外2圈钻孔保持截流抽采。最外4圈钻孔孔口排间距0.4 m, 内部5圈钻孔孔口间距0.5 m, 所有钻孔孔底间距均为3 m×3 m。根据预注浆要求, 钻孔间距控制3 m, 注浆压力不低于12 MPa, 沿井筒周边均匀布置。区域防突抽采钻孔施工前需要对井底、扩帮处进行加固处理。由于瓦斯抽采钻孔沿井筒工作面向四周呈辐射状, 而且控制范围较大, 为满足钻孔控制范围, 铺底砼上部2 m范围的断面自上而下逐渐扩大。区域防突抽采钻孔示意图如图1所示。

5.1 打钻

井筒区域瓦斯抽采钻孔都为俯角孔, 煤层内钻孔瓦斯涌出量大, 有喷孔、夹钻和堵孔等问题, 要严格按照设计进行钻机移机、定位, 防止钻机摆动。抽采钻孔和预裂爆破钻孔直径都为89 mm, 打完无法立即封的孔保护孔口防止碎煤入孔。

5.2 封孔工艺

封孔管选取直径为50 mm, 俯角孔封孔要求在抽采管前端安装挡板, 紧贴挡板捆上棉纱, 前端采用聚氨酯封堵, 长度1~2 m;采用水泥砂浆封孔, 封孔深度为岩孔段。

5.3 瓦斯抽采管路与抽采孔连接

由于考虑井筒内最外1~4圈抽采钻孔需要在揭煤和穿煤期间截流抽采, 抽采钻孔连接时需要将最外4圈钻孔与其他钻孔采用不同的多孔器连接到主管路上, 每个多孔器可以同时连接10个钻孔。封孔管采用内径60 mm橡胶管将钻孔瓦斯抽采管与多孔器相连, 再与井筒内直径150 mm瓦斯抽采管连接。井筒内抽采管路通过锚杆将其固定在井筒外壁上, 外圈4圈钻孔连接多孔器安设在井筒内壁与外壁之间, 检查最外4圈钻孔封孔效果和瓦斯抽采浓度, 防止爆破导致孔口漏气和连接管损坏。

5.4 瓦斯管路附属装置

为了便于管路系统负压的调节, 掌握各抽采地点瓦斯抽出量、瓦斯浓度的变化情况以及保证管网系统的正常抽采, 设计时在各主、干、分、支管路和多孔器上分别安设阀门、流量计和放水器。

6 深孔预裂爆破增加煤层透气性

由于二1煤层预抽效果较差, 平均百米钻孔抽采量只有0.011 m3/min, 如果只采用预抽实现区域防突需要时间约7个月, 严重影响井筒施工进度。必须辅助增透措施增加煤层透气性, 提高瓦斯抽采效果, 缩短抽采时间。

目前国内外煤层增加透气性技术主要是增加钻孔密度、深孔预裂爆破、水力冲孔、水力掏槽、水力挤出和水力压裂等。由于井筒施工范围有限, 增加钻孔密度就不能保证钻孔开孔距离, 影响封孔和瓦斯抽采效果。相比而言, 深孔预裂爆破技术施工条件简单, 适宜用于坚固性系数相对较高的煤层。其作用机理是炸药在孔内爆炸后, 将产生应力波和爆生气体, 在爆破近区产生压缩粉碎区, 形成爆炸空腔, 煤体固体骨架发生变形破坏, 炮孔周围的介质被强烈压缩、粉碎, 产生初始裂隙。此外, 空腔壁部分原生裂隙将会扩展、张开。在爆破中区, 应力波过后, 爆生气体产生应力场, 并楔入空腔壁上已张开的裂隙中, 与煤层中的高压瓦斯气体共同作用于裂隙面上, 在裂隙尖端产生应力集中, 使裂隙进一步扩展, 进而在炮孔周围形成径向“之”字形交叉裂隙网。在爆破远区, 由于控制孔的作用, 形成反射拉伸波和径向裂隙尖端处的应力场相互叠加, 促使径向裂隙和环向裂隙进一步扩展, 大大增加裂隙区的范围。同时, 原生裂隙中的瓦斯, 由于爆炸应力场的扰动将作用于已产生的裂隙内, 使裂隙进一步扩展。最后, 在爆破孔的周围形成包括压缩粉碎圈、径向裂隙和环向裂隙交错的裂隙圈及次生裂隙圈在内的较大连通裂隙网。

7 区域防突效果检验

7.1 区域防突抽采钻孔执行情况

根据河南理工大学揭煤施工方案, 施工215个钻孔, 孔最深37 m (实际施工47 m) , 最浅18 m;最大倾角70°, 所有钻孔风力排粉, 封孔深度都为9 m, 最下端1.5 m采用安尔封孔液封孔, 上段采用水泥砂浆封孔。因区域防突煤层顶板是砂岩 (9.5 m) , 为防止向煤层内渗水和抽采管周围漏气, 影响抽采效果, 所有钻孔施工、预裂爆破并封孔结束后对井底工作面注浆加固:根据设计要求在工作面抽采钻孔附近施工1.5 m深左右的注浆孔注浆, 封堵砂岩层渗水及抽采管周围漏气情况。

工作面抽采管路由多孔器、孔板流量计、放水器、胶管、抽采孔口管等组成。主管由直径220 mm变直径159 mm, 1个进口变为4个出口, 2个接直径100 mm环形多孔器, 2个接放水器。直径100 mm环形多孔器分两组, 一组直径8.1 m, 一组直径6 m。直径8.1 m的连接10组支管和2个放水器, 直径6 m的连接8组支管和2个放水器, 每组支管连接1个孔板流量计、2个直径75 mm多孔器、1个放水器。1个直径75 mm多孔器连接6个抽采孔。每个抽放孔、放水器及支管连接均用直径50 mm阀门控制。孔板流量计、抽采孔口管及支管上均有测压孔和测量瓦斯浓度孔。孔板流量计、直径75 mm多孔器、支管、支管放水器、抽采孔口管中间用直径65 mm胶管连接, 并避免漏气。

7.2 抽采效果

自2012年4月8日开始抽采, 每天观测钻场流量、浓度, 统计每天抽采量和自然排放量。截至2012年5月19日, 井筒揭煤区域瓦斯抽采和排放瓦斯量83 025 m3, 抽采和排放累计达到井筒揭煤区域瓦斯量的49%, 达到揭煤区域防突效果检验的要求。

8 结论