立井施工的安全支护策略

立井是矿井开采的咽喉，立井开拓又是矿井开采的主要方式之一，它担负着提煤、提人、下料、出矸、通风、排水等各项任务，且服务年限长，工程质量要求高，井筒施工期间，作业面积小，井筒开挖和筑壁是地下作业，作业场所狭窄，工作环境恶劣，且受地质水文条件变化影响较大，有时甚至威胁施工安全和矿井生产安全，据不完全统计，至2013年全省共开工并建成30万t／a以上矿井136对，其中立井开拓的为111对，斜井开拓的25对，立井开拓占矿井开拓比例82%，随着矿井生产越来越深，今后新建矿井立井开拓比例将会越来越高，本世纪来立井深度已达到和超过千米已有7个，其中平煤集团四矿三水平，副井井筒直径6.5m，全深1146.50m，鹤壁三矿新副井井筒净直径7.0m，全深1038.5m，平煤十矿井井径7.0m，井深1250m，均为河南立井深度之冠。回顾立井施工的经历过程，既有成功的经验，亦有不少事故的教训，据不完全记载井筒瓦斯、水害、坠缶等三人以上死亡事故达到15起，如表10－2所示。同时井筒塌壁、塌帮等重大事故造成工期延误和经济重大损失时有发生。

回顾新中国建立初期，立井井筒由人力手锤打眼，逐渐立井施工中使用手持式风动凿岩机打眼。20世纪50年代中期苏联援建的中马村矿主副井筒开凿由过过去的人工装岩改为手扶式抓岩机装岩，初期多使用N－0.11抓岩机，抓头容积为0.11m3，生产效率12m3／h，掘进段高多采用长距离下行作业方式，暴露面采用挂圈背板临时支护，段高视岩性情况一般为30～50m，然后用料石砂浆砌碹壁后充填10cm混凝土，这种作业方式于1958年鹤壁四矿井深284m进行掘、砌、按一次成井作业，副井曾创月成井93.33m全省最好成绩，其后1976年焦作九里山矿主井利用永久锁口和生产钢筋混凝土井架施工，节约了建井工期，为河南冻结井利用永久锁口和生产井架施工首开先例。20世纪70年代后，随着锚喷支护的发展，井圈背板临时支护逐渐为锚喷支护所代替，其间平顶山、焦作一些矿的风井还采用锚喷混凝土作为井筒永久支护。进入80年代立井施工积极推行掘砌混合作业和机械化配套作业线，1980年施工的平顶山一矿丁组风井，井径4m，采用掘砌混合作业，钻孔用YTP－26型钻眼机，装岩用长绳悬吊抓岩机，地面装有转子II型混凝土喷射机，用输料管向井下输送混凝土，1980年7月最高月成井达112.2m，为河南立井井筒施工最好成绩，1984年开工的超化矿主、副井，深为288m，井径分别为5.0m和6.0m，采用新工艺、新设备组成以大型抓岩机为中心的立井掘进机械化作业线，钻孔用YTP－26型凿岩机，装岩用长绳悬吊抓岩机，筑壁用下行式活动金属模板地面装有转子II型混凝土喷射机用输送管向井下输送混凝土，提升绞车集中控制，采用混合作业施工方法，在井筒涌水量较大的条件下，实现主、副两井筒当年开工，当年落底，主、副井平均月进成井分别为36m和33m，获得了1984年全国17个同类立井施工竞赛的第二名和第三名，1986年平顶山六矿改扩建在井深705m立井井筒施工中，采用掘喷混合作业，由伞形钻架，中心回转抓岩机及管线吊挂于井壁等组成机械化作业线，取得了较好成绩。到了20世纪90年代特殊凿井应用广泛，鹤壁冷泉矿主、副井深度分别为756m和771m，为河南当时开凿最深的立井，根据该井水文地质情况，采用上冻下注的施工方法，浅部冲积层250m采用冻结法，深部250～756m采用地面预注浆堵水。梁北矿主、副井深度分别为702m和698m，在浅部平顶山砂岩含水层进行地面预注浆堵水后，组织了短段掘砌混合作业机械化作业线，在施工中，主、副井分别创出月进成井148m和最高井尺192m，两井平均月进分别达113m和103m的好成绩。

20世纪80年代后期，永城矿区列入国家重点开发计划，由于该矿区冲积层厚、流砂层多，井筒需用冻结法和钻井法施工；陈四楼矿井是该区首开的大型矿井，其专列冻结和钻井的科研计划得到了顺利实施，使河南冻结凿井和钻井成井技术居国内领先水平，分别获得国家科技进步二等奖及国家发明奖，其后冻结凿井在河南得到更广泛的应用，目前施工的冻结井筒已超过65个，冲积层厚度已达560m，冻结深度达到842m，冻结井施工的进度连创新高；泉店风井冻结段外壁成井月进尺曾达223.2m，居全国立井月进成井领先水平。

表10－2　立井井筒三人以上死亡事故表

立井软岩普法施工在郜城矿，副井取得成功该井位于芦店滑动构造带南部芦F1断层上，井筒有80%穿过滑动构造带松软破碎岩层施工中支护十分困难，全井采用二次支护顺利建成其施工情况为：

一、工程及地质概况

副井净径6.0m，井深384m。临时支护（外壁）为挂网锚喷，喷厚150mm现浇钢筋混凝土。井筒穿过314m滑动构造带，占总深度的82%。整个滑动构造带分为断裂带、上下破碎带和裂隙带三部分。

断裂带位于滑动构造带的主滑动面上，通常以断层泥岩和断层角砾岩为主，岩石抗压强度小于10Mpa。上下破碎带是指在主滑动面上下受滑动构造影响而破碎的岩石，称上破碎带和下破碎带，上部岩石抗压强度为10～20Mpa，下部小于10Mpa。裂隙带是指在破碎带上部的松软岩层，该岩层节理发育，岩石抗压强度为25Mpa。

二、滑动构造带岩性分析

主井地质检查孔距主井17.0m，副井地质检查距副井23m，两孔相距103.84m。主井检查孔深381.4m，揭露松软破碎岩层厚度282.8m，副井检查孔深367.8m，揭露松软破碎岩层314m。该岩层由紫红色粉砂岩和紫色泥岩碎屑组成，内含少量细到中粒砂岩，属陆相沉积，岩石成岩胶结程度低、结构疏松，泥质胶结。层理显现近水平波纹。粉砂岩泥岩含有灰白色或绿色岩石团，很像结核物。本地层属滑动构造，上部松软层为异地滑移而来，滑移面与下部煤系地层成假正合。岩层裂隙发育，越接近滑动面，构造裂隙的弱面越明显。

钻孔施工发现，软岩见风、水易风化和泥化，并伴有大小不同的膨胀力。

地层呈中厚和厚状结构，出现许多不规则开放性裂隙，裂隙宽度最大2.6～3.1m，裂隙为泥质或钙质充填，同时伴有方解石脉，并含有少量裂隙水。地层大部分为泥岩或粉砂类岩石，所以水的运动受阻，一旦岩石被泥岩遇水软化、膨胀、崩解、泥化。揭露，岩体内的水会被释放出。井筒检查孔岩性特征如表10－3所列。

表10－3　井筒检查孔岩性特征

三、井筒施工方案

郜城副井，井筒穿过的大部分岩层岩石结构疏松，容重小，孔隙率大，黏结性差，易风化，易产生塑性变形。因此，井筒宜采用长段掘砌单行、二次支护的施工方案。井筒首次支护采用挂网锚喷，锚喷采用分层多次喷射，从而最终形成柔性的组合拱岩，提高破碎围岩的自承能力。它既允许围岩有适当的塑性变形，释放压力，同时锚网在一定范围内又能限制井帮过大的变形破坏，使围岩始终处于稳定的平衡状态。锚喷支护处于稳定状态后，进行二次永久套壁支护。

四、施工方法

（一）爆破。井筒掘进采用光面爆破、风镐整形相结合的方法，严格按爆破图表装药、连线、放炮，特别是周边眼与井帮距离要控制在不小于100mm的范围内。欠挖部分采用人工风镐修边，以减少对围岩的震动破坏。

（二）挂网锚喷。井筒掘完一个循环（2.4m），即沿井帮法线方向打眼安装长1.8m的管缝式锚杆，挂设2250mm×1000mm的10＃钢丝网片（网格50mm×50mm），锚杆成梅花形布置，间距900mm×900mm，锚杆托盘和网片应紧贴井帮，并根据不同的地层条件，改变锚杆的布置及深度。喷射混凝土前应清洗井帮，预埋厚度标志桩，分层喷射厚度150mm的混凝土。

（三）二次套壁支护。井筒掘喷段高达60～80m时，锚喷支护趋于稳定状态。此时自下而上对井壁变形段进行处理，尔后在掘进工作面铺底（厚200mm砂浆），组装滑模。采用1.6m3底卸式吊桶下混凝土。连续浇注连续滑升，滑升速度控制在8m／d为宜。

副井井筒竣工使用以来，未发现永久井壁出现变形、裂缝现象。井筒施工期间也未发生一起井帮安全事故，施工平均进尺33.1m／月，井筒质量优良，说明破碎软岩采用长段掘砌单行、二次支护的施工方案是切实可行，确保了井筒施工安全。

立井井筒施工是地下作业，作业场所狭窄，有的井筒地质水文条件复杂不安全事故时有发生，建井筒时涌水、涌砂只得改变施工方法如表10－4所示。

表10－4　改用局部冻结方案井筒

上述中途改变施工方法的井筒经济损失由800万元到数千万元，并推迟了井筒工期1年到2年，更为突出的是有的井筒瓦斯治理不力在施工中发生瓦斯爆炸和瓦斯突出伤人事故如1954年6月16日焦作常口二号井井筒发生瓦斯爆炸死亡职工12人，义煤孟津煤矿于2006年7月29日副井揭煤措施不力，造成瓦斯突出死亡8人的较大事故。井筒内坠物造成死亡的其他事故亦时有发生。有的井筒在使用中井壁破裂需要加固施工，如车集矿副井在施工进入基岩段深度360m到480m段遇K6砂岩涌水大，经多次壁后注浆，造成砼井壁大面积破裂，井壁淋水高达52m3／m，造成停工进行补，锚固最终使淋水量剩3.1m3／h，又如金龙煤矿主井井径4.5m，在施工中井深295m附近由于受挤压带和断层带影响发生了较大片帮在矿井简易投产后在广场保护煤柱内进行了回采，主井筒发生片帮，掉渣约30m3矿井被迫停产对井壁进行塌陷进行修复与治理。又如平顶山四矿进风井筒净径6.5m，全深114.6m，是河南超深千米的井筒，为解决因开采造成地层下沉时对井筒支护的影响，现井筒施工期间增加19道橡胶砖可缩层。应用效果良好。

五、金龙煤矿主井井筒井壁塌陷的修复与治理

（一）工程简况

金龙煤矿位于河南省巩义市境内，设计采用立井开拓，能力为0.45mt／a，第一生产水平－240m、主井深447.8m，水平运输大巷布置在一1煤层中，井筒净径Φ4.5m，表土段采用现浇钢筋混凝土井壁，壁厚600mm，基岩段采用素混凝土井壁，混凝土标号C20，壁厚300mm，井壁结构如图10－1所示。

图10－1　井壁结构示意图

（二）井壁破坏情况

该矿井于1997年5月开工建设，1998年7月主、副井筒落底，主井筒施工期间在井深295.3m处，由于受挤压带和断层带影响而发生了较大片帮，穿过二2煤层时，亦曾发生片帮，均采取锚喷挂网等临时支护措施通过。该段井筒柱状如图10－2所示。

图10－2　地层柱状图

1999年10月简易投产出煤，开采－1煤层，2000年1月～8月在工业广场保护煤柱内进行回采，煤层厚度约1.0m，2000年11月7日～11日主井井筒发生片帮、掉渣约30m3，2001年1月15日起掉碴频度逐渐加大，矸碴堵塞井筒至井下回风石门（距井底35m），导致停产。为疏通回风道，2001年2月5日开始清渣，至2月23日共清碴约3000m3，后因上部井壁和岩层又发生塌落，矿方决定用矸石回填至井口垂深290m，经观察井深278m以浅井壁尚好，塌方部位主要在二1煤层以浅（－170～－84m），可观察到的塌深达6m。

为恢复生产于2001年11月与井底回风大巷以31°斜上山向井筒开挖，并于2002年6月于标高－76m处与井筒贯通，解决恢复生产后矿井回风及安全出口。井筒回填及斜巷贯通情况如图10－3所示。

图10－3　金龙矿主井筒塌方冲填料巷贯通

（三）井筒塌陷和井壁破坏原因分析

根据金龙煤矿现有采掘资料及主井井壁破坏状况分析，按矿采掘工程平面图已采面积计算，至2000年10月在工业广场煤柱内开采了近8万吨煤，开采范围走向长约300m，倾斜宽平均约130m，如图10－4所示。煤层采厚平均1.0m、倾角约10°、平均采深约440m，依据《三下采煤规程》规定，煤体上方覆岩垮落充分移支角w＝55°＋0.4α，结合本矿开采情况，覆岩移动破坏波及主井井筒位置如图10－5所示。

H＝L·cosα·tanw＝40×cos10°×tan59°＝65.56m。

依此计算，采动影响主井井筒的起始位置标高约为－240＋65.56＝174.44m，累深约为377.74m，此处即为二1煤层顶板层位，岩性为炭质泥岩，与井筒实际破坏层位相吻合。通过分析主要原因，认为井筒工业广场保护煤柱的非均衡开采是引起井筒破坏的主要原因，其次井壁质量接茬不严、混凝土配比不当、捣固不实以及软岩地层也可能是其中的原因，加之，主井内未安装提升设备，2001年1月发生井壁破坏先兆时，无法采取应急措施抑制破坏，致使井壁破坏范围及程度进一步扩大，不得已采用矸石填埋主井至180m左右进行护壁。

图10－4　开采范围示意图

图10－5　覆盖移动破坏波及主井井筒位置示意图

（四）井筒井壁的修复

该井筒由于采动工业广场煤柱等影响，致使井筒井壁塌陷、停用，井壁修复经多方案分析比较，确定修复井筒分两步施工。第一步先对井筒周围进行地面预注浆充填加固，第二步采用自上而下双层复合井壁结构修复，外层为井圈临时支护，内层为双层混凝土复合井壁支护。

1.地面钻孔预注浆充填加固施工

金龙煤矿主井井壁下段虽已破坏，但上段仍担负矿井回风及安全出口任务，地面预注浆充填加固可以起到以下作用：一是可以减少挖掘修复井壁时占用井筒时间；二是充填岩层裂隙及时松动岩体加固可以提高围岩强度；三是封堵井筒部分淋水；四是充填垮落空间，防止挖掘修复井壁时造成新的岩层移动。

（1）地面预注浆孔布置：该井地面预注浆主要目的是充填井深280～380m段的壁后裂空间及岩层裂隙。根据实地观测，井筒西北方向岩层垮落最为严重，实际施工三个钻孔，采取不等距排列，如图10－6所示。

图10－6　注浆孔示意图

（2）注浆起止深度及范围：根据井壁破坏和岩层坍塌情况及凿井时岩层柱状，注浆充填加固起始深度约在井深290m处（即回风斜巷于井筒贯通点以深），注浆终止深度在二1煤底板太原群上段石灰岩处，即井深约385m处，总注浆、充填高度约95m，井筒半径7.5m以内四周岩层裂隙和空洞均予以注浆加固。

（3）注浆孔结构：注浆孔不同于一般地质勘探钻孔，为便于施工，钻孔结构要求简单。根据实际情况，设孔口管（导向管）、套管及注浆管，结构如图10－7所示。

图10－7　钻孔结构

1－孔口管；2－套管；3－钻

在实际施工中，导向管埋深为6～10m，并且要做到导向管方向准确、水泥胶结坚固。

套管的深度是根据井筒围岩的破坏部位及范围确定，同时亦考虑井筒通风斜巷的因素，当注浆管钻进到套管固结深度以后，把套管下入孔内，经校正后再向下钻进3～5m，使钻孔中的岩粉沉积在孔底，并局部注入一定速凝水泥浆以固结套管，后向下钻进注浆孔。

（4）注浆孔钻进：注浆孔的钻进是地面预注浆的重要工序，一般钻孔与注浆相同。

①钻机是钻孔的主要设备，该井选用了两台能力较大的并能取芯的TXB－1000A钻机同时作业。

②采用分段下行式钻孔注浆，当钻进至塌落洞穴时停止钻进，进行注浆充填，一般岩层裂隙以20m为一段。

③在施工第一个注浆孔时进行取芯，以校正井筒柱状图岩层层位的正确性。

④注浆钻孔在钻进时每隔20m测斜一次，使钻孔的偏斜率控制在0.5‰以内。

（5）注浆：采用压入式，其注浆参数主要包括注浆压力、浆液注入量、浆材及浆液扩散半径等，由于注浆是一项隐蔽工程，且岩层裂隙及壁后坍塌空洞尚不太清楚，同时是在已成井的壁后外围进行，其参数计算有很大困难，只能凭经验公式及施工人员的经验来确定。

因此，注浆材料与浆液品种的选择应适应受注岩层的渗透性：当岩层裂隙大于0.15mm时，一般应用水泥浆液，当岩层裂隙大于5mm时，应用水泥～水玻璃浆液。当遇到断层、滑动带及塌落带时可灌注粉煤灰、岩粉等惰性材料，并与水泥一起注放或分次注入。

注浆的浆液，采用单一水泥浆时，其浓度如表10－5。

表10－5　水泥浆浓度表

（6）注浆压力：注浆压力是保证浆液注入量和扩散距离的主要因素，注浆压力受岩层裂缝发育程度、浆液浓度等因素影响。本次注浆加固段多属于井壁破裂和壁后空洞及坍塌较严重的块段，注浆压力不宜过大，施行低压、定量注浆，以免浆液流失过远。用以下公式计算注浆终压：

式中：PH—注浆泵表压力105Pa；

γ—水的比重t／m3，取γ＝1；

H—受注点静水位水柱高度，m。

在井筒充填加固注浆中，特别要注意压力间断和伪压力的发生，这往往由于裂隙空洞被堵塞或输浆管路被堵塞出现压力突然增高，有时亦由于浆液溢出井筒而发生压力间断现象，因为伪压力的增高，不能作为注浆工作结束的标准，对比应查明原因；同样如果出现压力间断，亦应查明漏浆原因。

（7）浆液注入量：正确的预计注浆量，一般根据注浆岩层的裂隙率和浆液扩散半径进行估算，目前尚没有统一定额。据河南立井地面预注浆的六个井筒的注浆量的统计，每米井筒注入浆材为5～10t，国内立井地面预注浆穿过含砂卵石层，其注入量有时采用以下公式计算：

Q＝R2·H·n·C

式中：Q—浆液注入量，m3；

R—浆液有效扩散半径，m；

H—注浆段高，m；

n—砂卵层孔隙率，15%左右；

C—修正系数，一般为1.1～1.3。

该井筒钻孔注浆加固工程自2004年8月开钻，经过3个月注浆施工，于2004年11月全部达到注浆结束标准，完成主要指标如表10－6所示。

表10－6　注浆孔注浆情况表

经过三个月的施工，特别对井深285～385m段的井帮垮落最严重块段反复注填，施工中基本没有发生无跑漏浆的现象，注浆终压达到2Mpa在井筒修复中，经过井下观测，淋水量已大幅减少，注浆效果明显。

2.井筒井壁的修复

井壁破坏段－76～176m的修复是2005年11月17日开始，到2006年5月13日结束，计6个月，其修复方法是：

（1）井筒受力与井壁厚度

主井井筒由于井壁破坏冒落，松散岩体作用在井壁上的压力尚无公认的计算方法，现按井壁上外荷载为松散岩石的地压计算：

式中：γ—松散岩石的平均容重，γ＝1.8t／m3；

H—地表至破坏修复深处高度，H＝380m；

井壁厚度，按拉麦厚壁圆筒公式计算：

式中：γ—井筒内半径，m；

P—井筒设计深处单位面积上侧压力，Mpa；

Rz—混凝土的允许强度，Mpa。

经计算，井壁厚度h＝0.35m，实际取0.6m，设计混凝土抗压强度为25Mpa，井壁厚度包括挂圈和壁后充填。

（2）修复井筒断面

井筒开挖直径为Φ5.7m，衬砌直径为Φ4.5m。井筒支护平、断面图见图10－8所示。

图10－8　井筒支护平、断面示意图

（3）支护方式(www.xing528.com)

采用自上而下短段掘砌、双层复合井壁施工方案，由于注浆对井筒内回填矸碴的充填，采用松动爆破工艺。

外壁塌空区采用挂圈背板短段施工，段高不超过1m，喷射混凝土形成外壁，选用14＃槽钢加工井圈，Φ20mm圆钢加工Z形挂钩，间距0.5根／m，上段挂钩伸入下段时，可将钢筋钩预埋下部矸石中，在开挖下段矸石时，将钢筋钩挖出，将下段井圈挂上，井圈外背金属网，遇有空帮、片帮时壁后用浆砌片石充填。

内壁支护采用散装模板扎钢筋并安装壁后注浆导向管，并在模板上口设操作平台，输送混凝土用输料管下料。采用规格Φ159mm×7mm钢管连接而成，下料管下端用下料溜筒下料到工作平台溜槽，通过平行溜槽输送到模板内进行捣固筑壁，其修复后的井壁结构如图10－9所示。

整个修复过程中，由于建设单位精心指挥，监理人员的严格控制、认真要求、修复后井筒质量良好。整个井筒的涌水量由原来8m3／h降至16m3／h。经过较长期使用，现井筒井壁稳定，提升运转正常。达到了修复的预期效果。

六、车集矿副井破裂井壁后注浆

（一）简况

车集矿副井井深609.55m，冻结段井筒290m，井径6.5m。冻结段为双层混凝土复合井壁，壁厚为1.2m，基岩段为单层素混凝土井壁，壁厚0.45m，该井在冻结段施工比较顺利，进入基岩段深度360～480m段，岩层涌水较大，施工相当困难，在多次壁后注浆时，造成混凝土井壁大面积破裂，而后进行挖补，井壁淋水高达52m3／h，影响施工进度和工人身体健康。

图10－9　井壁结构图

（二）强含水段的水文地质

该井涌水主要来自强含水层K6砂岩，该砂岩为巨厚层状，厚达22m，纵向裂缝发良，在掘进超前探水单孔漏水量达127m3／h，含水层厚深460～483m，静止水位±31m，静止水压达4.7Mpa。在动水的条件下，用一般的壁后注浆堵水加固井壁结构，井壁厚度及强度满足不了壁后注浆封水的要求，承受不了注浆所需的最小工作压力。

（三）壁后注浆方案的选定

1.中深、深孔排孔施工。其主导思想因井壁强度低，从保护井壁、增加井壁强度使注浆浆液尽可能不给井壁壁后造成注浆压力着手，采用中深、深孔为一组，其中深孔为放水孔，中深孔为注浆孔进行注浆，一圈布置15组孔，组孔间排距1.5m，孔的深度：深孔5.0m，中深孔3.5m。注浆孔预埋相应长的注浆插管，三花孔组排列每组注浆孔孔头相近、尾相离，孔排与排之间应反方向呈切线角布置，这样可较多地贯穿裂隙，施工方式为上行，钻孔布置如图10－10所示。

2.管缝式锚杆锚固施工。该方案利用管缝锚杆锚固加固原理，即管缝式锚杆属全长膨胀摩擦式锚固，通过管缝式锚杆加固井壁，改变井壁受力，增加井壁抗张、抗压强度，有效预防井壁在主浆工作中发生大面积破裂，确保壁封水注浆。其锚杆布置如图10－11所示。

具体内容为：在强含水层K6砂岩段，采用Φ42mm×2.5m管缝式锚杆、200mm×200mm×10mm（长×宽×厚）钢板托盘，孔距1.0m×1.0m的三花孔布置方式。待锚固后，将注浆插管插入锚杆中进行封水注浆，并且在所有管缝式锚杆孔中均应进行注浆。

由于该方案是在不破坏原有井壁的基础上对井壁进行加固补强，使井壁与围岩连成一个承压体，增加井壁整体性和完整性。最终达到井壁注浆封水的目的。

图10－10　钻孔布置

－井壁；2－注浆孔；3－放压孔（兼注浆孔）

图10－11　锚杆布置

1－井壁；2－锚杆托盘；3－管缝式锚杆

（四）设备布置及浆液配比

注浆设备采用锦西产2TGZ－60／210型双液调速调压注浆泵，造孔选用YT－26型气腿式凿岩机，设备稳在吊盘的二层盘上，用6只25kg装的塑料桶盛水玻璃，用1.5m3吊桶输送水玻璃，依据壁后进浆量大小在吊盘上进行人工搅拌，水泥浆液经过滤后由注浆泵压入受注井壁后。

注浆材料采用水泥－水玻璃双液注浆，水泥用425号硅酸盐水泥，水玻璃模数2.4～3.2，波美度35～45。为加快浆液凝胶速度，快速封堵堵漏水，注浆时在水泥浆液中掺入石灰粉（为水泥重量的15%～20%）以增加体系中的钙质使浆液速凝。水泥－水玻璃双液浆配比见表10－7。

表10－7　水泥－水玻璃双液浆配比

（五）注浆工艺

1.注浆区段及锚杆布置。依据岩层倾角及砂岩两端结合部的混凝土强度，管缝式锚杆加固区段为K6砂岩含水层及两端于K6砂岩接合部2m的岩体范围均为管缝式锚杆加固补强范围，总长度为26.5m。锚杆布置的孔排距为1.0m×1.0m三花眼放射状布置，对其间裂缝依据实际情况加密管缝式锚杆的根数，锚杆的长度2.5m，直径42mm，托盘为200m×200m×10mm（长×宽×厚）钢板托盘，其加固井壁展开图如图10－12所示。

图10－12　井深465.0～480.0m段锚杆加固井壁展开图

2.预埋注浆管。预埋注浆插管采用3／4″注浆插管，其规格为3／4″×3mm×700mm（直径×皮厚×长度），注浆插管一端加工成50mm长的与3／4〞球形阀配合的螺纹，另一端加工成一定长度的倒马牙扣，用麻丝缠绕后塞入井壁管缝式锚杆内孔，用道钉固定紧后方可注浆。在丝扣一端150mm左右，插管两面对称焊接Φ16mm、长150mm的两根钢筋，作用是当注浆孔达到终压结束标准，管内壁后浆液凝固后，利用它将注浆管从孔内拨出，孔内用快硬塑胶泥封堵，注浆插管结构如图10－13所示。

图10－13　注浆插管（长、短）结构

1－1″（3／4″）管螺纹；2－Φ16钢筋（拨杆管用）；3－倒马牙扣；4－1″（3／4″）管子

3.注浆工艺流程。锚杆施工完后，将同一圈内的注浆插管均插入到注浆孔内（即锚杆孔内），安上注浆阀门连接好注浆管路。将两吸水笼头放入清水桶内开泵做清水压力试验，为观察注浆管路畅通、井壁漏浆情况、孔口跑浆以及进浆受注范围、浆液浓度及浆液凝胶时间提供初供依据，从而确定注浆压力。其后按程序进行双液注浆，其工艺流程如图10－14所示。

图10－14　注浆工艺流程

1－混凝土井壁；2－岩体；3－注浆孔；4－管缝式锚杆；5－锚杆托盘；6－固定道钉；7－注浆插管；8－进浆球阀；9－三通；10－高压胶管；11－混合器；12－注浆泵；13－吸水泥浆管；14－吸玻璃水管；15－玻璃控制球阀；16－安全阀；17－过滤后水泥浆桶；18－水玻璃桶；19－和浆桶；20－清水桶；21－放浆球阀

4.注浆压力及浆液扩散范围。对用管缝式锚杆加固的井壁按每米锚固力2.5t、每根6.25t计算，此段井壁将增加4t的锚固力，对适当提高注浆终压不致破坏井壁起到了很大作用，解决了注浆堵水及井壁强度低发生裂缝的难题。

注浆终压确定在不超过静水压力1.5Mpa的情况下，浆液扩散范围随着岩层的渗透系数、浆液浓度、注放时间及凝胶时间而变化，将浆液的有效扩散范围控制在2.5～3.5m之间，封水效果显著。

（六）注入量及堵水效果

该段K6砂岩、纵向裂隙发育并有断层伴生，用中深孔均匀造孔，孔深3.5m，共布置锚杆241根，注入水泥21t、水玻璃9t、石灰粉1.0t，每孔注浆时均达到设计注浆终压，钻孔达到不进浆，孔周井壁漏水全被封堵。注浆前后该段井壁涌水量为：注浆前水量32t／h，注浆后水量3.1t／h，封水率达90%。井壁没有发生破裂，达到了加固井壁和封水的双重目的，解决了对埋藏深、动水压力大、承压含水层厚、多次壁后注浆压破井壁的技术难题。

七、立井井筒可缩层施工

平煤股份四矿进风井井筒位于矿井第三水平中深部，开口位置在河南省宝丰县李庄乡姬家村境内，井筒依次穿过丁5.丁6、戊8、戊10、已15、已16、已178层煤，煤层累计厚度14.86m，煤层倾角平均9°。根据计算，丁、戊、已组煤在井筒周围分别留设400m×600m、420m×600m、460m×600m保护煤柱。采用小煤柱保护后，进风井仅压煤293.7万t（不包括原下山保护煤柱和矿井边界煤柱），其中压平煤一矿，六矿丁、戊组煤221.5万t，压平煤四矿丁、已组煤72.2万t。井筒成井速度的快慢直接制约着四矿三水平的开采接替，影响着矿井的生产正常进行。为此，研究并应用了井筒可缩层施工新技术。

（一）工程概况

四矿井风井筒井口设计标高为＋323.5m，净径6.5m，全深1146.4m，支护形式前844.6m为钢筋混凝土，之下后301.8m为素混凝土，支护厚度600mm（可缩层段壁厚为900mm），混凝土标号为C40，净断面33.2m2，掘进断面47m2。为减少井筒变形量，增加井筒支护强度，分别在已组煤、已戊组煤中间软岩、戊组煤、丁组煤、丁丙组煤中间软岩、丙组煤及上方每隔一定距离的软岩位置设置1道可缩层，共设置19道可缩层（其中钢筋混凝土段16道，素混凝土3道），每道可缩层高度800mm，可缩层在井筒中的具体布置见表10－8。

表10－8　可缩层（底板）在井筒中的位置

注：1～16道井壁段为钢筋混凝土支护段；17～19道井壁段为素混凝土支护段。可缩层位置可根据实际岩层揭露情况和模板浇筑混凝土位置调整。

（二）可缩层设计

可缩层由橡胶砖制成，每道可缩层摆放4层橡胶砖，共412块（每层摆放103块）。摆放橡胶砖时，梯形小头面向井筒，大头面向岩壁，层与层之间橡胶砖呈“三花”型摆放，砖缝错开，砖与砖之间挤紧。为加强支护，可缩层上、下各5m及可缩层段均需锚网支护，每块橡胶砖质量为37.5kg，梯形橡胶砖尺寸如图10－15所示。

图10－15　梯形橡胶砖示意

1.橡胶砖侧部下面有4个凸出15mm、Φ48mm圆柱；上面有4个凹进20mm，Φ52mm圆孔。

2.F为AB中点，E为AF中点，G为FB中点，同理，K为CD中点，H为CK中点，N为KD中点，正面孔凹进，底面孔凸出。

3.每4块砖为1组，其中1块砖底面取消凸出部分（底面为平面），其他3块按设计加工。

（三）施工工序

可缩层上部5m段掘进、挂锚网、喷钢筋混凝土（素混凝土）→可缩层段掘进、挂锚网→可缩层下部5m段掘进、挂锚网、喷钢筋混凝土（素混凝土）→吊盘下落时摆放可缩层橡胶砖（图10－16）。

图10－16　可缩层施工工序与施工示意

（四）施工方法

1.可缩层上部5m施工。随着井筒掘进、出矸深度的加深，段高2m为1个锚网施工期，逐次将可缩层上5m井筒段锚网施工完毕，锚杆使用Φ20mm×2100mm等强锚杆，锚杆间排距均为800mm，排列方式为“三花”型排列，深度2000mm，外露长度100mm，每孔使用Z2335型树脂药卷3卷，铺设Φ4mm冷拔钢丝网，规格1000mm×2600mm，网格50mm×50mm，而后进行钢筋绑扎，钢筋绑扎完毕后，将浇筑混凝土及模板位置铺设木板并抄平，而后下落模板至木板上再浇筑混凝土，完成可缩层上部5m的工作。

2.可缩层段施工。井筒向下掘进继续按照《四矿三水平进风井井筒施工作业规程》进行施工，当出矸距模板下沿1.8m时，将模板下沿800mm高度的井筒井壁使用风镐扩刷300mm，从而在可缩层段形成900mm厚井壁，而后进行锚网支护，完成可缩层段施工。

3.可缩层下部5m施工。留出可缩层位置，井筒继续向下掘进，同上部5m段一样，逐次进行掘进、出矸、锚网、绑扎钢筋、浇筑混凝土，完成缩层下部5m段施工工作。

4.可缩层摆放橡胶砖施工。完成上述工作后，待吊盘接近可缩层时即可摆放橡胶砖，将吊盘上盘下落至可缩层底板下500mm处，先将可缩层底部使用素混凝土抹平，待素混凝土凝固后方可下放可缩层橡胶砖。先摆放第1层橡胶砖（103块），摆放时梯形小头面向井筒，大头面向岩壁，带凸起圆柱的面朝上，然后沿井筒净断面依次摆放第1层橡胶砖，根据现场摆放的第1层橡胶砖最后合口大小适当调整各橡胶砖间距，使第1层橡胶砖挤满整个井壁，接着第2层每块橡胶砖均压着第1层2块橡胶砖，之后可同时摆放第2.第3.第4层橡胶砖（呈“三花”型摆放），依此类推完成4层可缩层施工。当摆放至第4层最后一块砖时，可先将最后一块砖两边的橡胶砖同时向岩壁方向推，当最后一块砖放进去后，再将推进去的橡胶砖拉出与井壁平，达到设计要求，橡胶砖摆放形式如图10－17所示。

图10－17　橡胶砖摆放形式示意

（五）施工效果

平煤股份四矿在施工三水平进风井井筒可缩层过程中不断摸索、改进，克服了可缩层施工难度大、摆放不平整等不利条件，在施工中不断获取新知识，改进工艺中的不足，同时使施工人员的技术素质和质量意识得到进一步提高，总结出一套具有领先性的立井井筒施工可缩层的成熟经验，摆放橡胶砖耗用时间由最初的16h缩短到5h，实现了快速施工。该井筒已竣工，根据目前观察的情况没有发现可缩层橡胶砖有里出外进、损坏现象，可缩层质量得到有效保证，达到了预期效果。

平煤股份四矿三水平进风井井筒是河南第1个抗变形超千米井筒，可缩层施工更是个新课题，没有可借鉴的经验可查。该工程工期紧，要求质量高，通过分析研究组织了快速施工，保证了质量要求，对深井防止井壁破坏变形有一定推广应用价值。

八、李粮店矿副井筒冻结壁后涌水、冒砂、淹没矿井

该矿位于新郑市设计能力240万t／a，矿井于2004年开工，井筒水文地质条件比较复杂，采用全深冻结的施工方法，当矿井施工至二三期工程时，于2013年11月副井筒冻结壁冻土熔化，于井筒深270m附近，井壁涌水量3.5m3／h，该矿采用于涌水附近采用穿透井筒内外壁钻孔，孔深3m以上，当钻孔穿透井壁，引起壁后向井筒涌水、冒砂，由于钻孔未设防喷装置及钻孔口阀门，在水压超过2.5MPa的压力下，涌水、冒砂充填井筒、井底车场及硐室使得工业广场其附近下沉并影响到距广场约70m处的京广高铁安全运行，所幸未造成人员伤亡，但矿井被淹，经济损失惨重，该矿被淹受到各级领导高度重视，彻查淹矿事故后矿井已经停建。