砌壁选用MJY4.0型整体金属下移钢模板(带刃脚),砌壁段高为4.0m,与深孔光爆相结合,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,单缝式液压脱模机构操作方便,该模板加工成两段,在稳定岩层中,采用4.0m大段高砌壁,在不稳定岩层中采用2.5m小段高砌壁,以缩短围岩暴露时间。地面搅拌好的砼直接装入2m3底卸式吊桶,运至井口后,由提升钩头提升下到吊盘上的分灰器内,由钢丝铠装胶管对称入模。风动振捣器分层振捣。
3.3与井筒相关硐室的施工 1)主井箕斗装载硐室
箕斗装载硐室采用与井筒同时施工的方案。具体为井筒施工到箕斗装载硐室设计顶板上1m位置时,停止砌壁工作,继续下掘井筒直至硐室底板下口1m位置,边掘边临时支护(临时支护形式: 100mm厚锚网喷,锚杆间排距800×800mm,锚杆规格为φ20×1800mm,喷砼强度为C15)。同时按照分层掘进的方法掘出硐室并锚网喷支护好。最后从下而上开始分段绑扎钢筋,下落模板,拆除刃角(便于拉模施工),稳井筒大模板及箕斗装载硐室模板,从下至上整体浇筑混凝土。
2)主井清理撒煤硐室施工
主井清理撒煤硐室(开口3m)采用与井筒同时掘进,掘出后与井筒一起稳模浇筑的施工方案。具体为井筒施工到硐室设计顶板上1m位置时,停止砌壁工作,继续下掘井筒直至硐室底板下口1m位置,边掘边进行100mm厚锚网喷临时支护(锚杆间排距800×800mm,锚杆规格为φ20×1800mm,喷砼强度为C15)按照分层掘进的方法掘出硐室并锚网喷支护好。最后从下而上开始分段绑扎钢筋,与井筒一起稳模浇筑。清理撒
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煤硐室剩余部分待井筒与开口位置浇筑完后再施工,施工中为方便出矸,下放耙矸机(使用机身)安装在施工侧对面,通过耙斗将工作面矸石耙入井筒,然后再由大抓装罐。
3)主井煤仓上口通风联络巷施工
为保证井筒和煤仓上口通风联络巷的整体性,煤仓上口通风联络巷也采用与井筒同时掘进,同时浇筑混凝土的施工方案。根据通风联络巷断面尺寸,确定具体施工顺序为井筒施工到联络巷顶板上1m位置时,停止砌壁工作,继续下掘井筒直至联络巷底板位置,然后对该段井筒进行临时支护,再全断面一次掘出通风联络巷(3m),掘进过程中根据揭露岩石情况选择临时支护方式,最后与井筒一起稳模浇筑。
4)回风立井休息硐室、行人联络通道施工
回风立井休息硐室、行人联络通道采用与井筒同时掘进,同时浇筑混凝土的施工方案。根据回风立井休息硐室、行人联络通道断面尺寸,确定具体施工顺序为井筒施工到回风立井休息硐室、行人联络通道位置上1m位置时,井筒停止砌壁工作,继续下掘井筒直至回风立井休息硐室、行人联络通道板位置,对该段井筒及硐室进行临时支护,掘进过程中根据揭露岩性情况选择临时支护方式,待整个硐室掘出后,最后再与井筒一起稳模浇筑混凝土。
5)回风立井与井底连接处施工
回风立井与井底连接处采用与井筒同时掘进,掘出后自下而上同井筒一起浇筑混凝土的施工方案。具体为井筒施工到回风立井与井底连接处设计顶板位置上1m位置时,井筒停止砌壁工作,继续下掘井筒直至回风立井与井底连接处底板下口1m位置,边掘边进行100mm厚锚网喷临时支护(锚杆间排距800×800mm,锚杆规格为φ20×1800mm,喷砼强
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度为C15),同时按照分层掘进的方法掘出回风立井与井底连接处,并锚网喷支护好。最后从下而上开始分段绑扎钢筋,大模板拆除刃角(便于拉模),稳回风立井与井底连接处模板,从下至上整体浇筑混凝土。
以上与井筒相关硐室的施工,施工前将根据实际情况编制详细可行的安全技术措施指导施工。
3.4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)、采用锚网喷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,确保安全顺利通过不良地层。
3.5井筒通过煤层施工
该矿为高瓦斯矿井,但煤与瓦斯无突出危险。根据井筒检查孔地质柱状图:主井在井筒深度574.42揭露煤层(9.66m),风井在井筒深度526.41揭露煤层(0.35m)。主、风井在进入煤系地层施工后需加强瓦斯监测工作,其中主井在井筒通过煤层时需编制专项探揭煤施工措施。
3.5.1主井探揭煤施工
揭煤方法如下:首先在施工到距煤层10m时(井深564m)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φ75mm)。以查明煤层赋存情况及瓦斯压力,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,必须钻一穿透煤层全厚的钻孔,测定煤层瓦斯压力,预测有无突出危险。若测定煤层瓦斯压力在0.74MPa以下,则可以结合震动放炮揭开煤层。若测定煤层瓦
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斯压力在0.74MPa以上时,须在距煤层不小于5m的位置施工瓦斯排放钻孔进行排放,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。
3.5.2过煤层施工
当煤层比较厚时,可视煤层稳定性情况,采取必要的临时支护措施。可采用挂井圈、背板、锚网喷等措施对煤层井帮进行封闭加固,防止片帮。若煤层较软,则采用人工挖掘,掘进时先掘周圈的煤体,掘够一个段高(采用短段掘砌,段高1.5m左右)后立即进行临时支护,然后再掘井心煤体。过煤层的施工一定要快速,尽可能减小井帮围岩的暴露时间。对煤岩分界处和煤层段的井壁,应提高永久支护的强度。
3.5.3安全注意事项
揭露煤层时掘进段高控制在1.5m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。加强通风与瓦检及洒水防尘工作,采用防爆的电气设备,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门措施并报批。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。
3.6井筒施工防治水
因业主暂没有提供两井检查孔资料,根据两井综合柱状图及井田水文地质资料,全井筒划分为4段含水层,即第四系松散层,白垩系洛河组孔隙、裂隙含水层,侏罗系直罗组裂隙含水层,侏罗系延安组3煤顶板砂岩裂隙含水层,各段含水层的特点是,地下水渗透系数小,涌水量
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小,都属于富水性弱或微弱含水层。
3.6.1井筒各含水层治水办法:
1)第四系松散层埋深112m,当具有流沙或者涌水量较大、围岩不稳定造成井筒无法下掘的条件下,届时再采取工作面超前小井降水、工作面预注浆等方法通过。
2)白垩系下统洛河组(172~368.17m)、侏罗系中统直罗组(451.8~481.2m)和延安组3煤顶板砂岩,施工中采取“有疑必探,先探后掘”的原则,进行工作面超前探水。当通过探水计算井筒涌水量小于10m3/h,则强行通过,最后采取壁后注浆堵水。当计算井筒涌水量大于10m3/h,则按施工验收规范要求,采取工作面预注浆。
井筒工作面探水预注浆施工届时另行编制详细技术安全措施。 3.6.2井筒综合防治水措施 1)工作面排水
在井筒涌水量小于10m3/h时,迎头利用风泵将水排至矸石吊桶随矸石排出,当井筒涌水量大于10m3/h时,吊盘安装1台流量50m3的卧泵进行排水,经井壁固定的一趟Ф108×5mm排水管路排至地面。
2)堵水
对基岩壁后水采取充填注浆法堵水。该方法是利用风钻施工Ф42mm注浆孔,预埋Ф38mm无缝钢管作注浆管,无缝钢管顶端安装高压球阀,在吊盘上利用YSB-250/120型注浆泵进行注浆堵水、加固。
3)截水
当井壁淋水较大时,在吊盘上利用截水槽截住井壁淋水,通过预埋水管流入吊盘水箱或吊桶,以防井壁淋水进入模板,影响井壁砼质量。
4)导水
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