CN110118084A - 一种超深竖井井筒施工方法 - Google Patents

Abstract

一种超深竖井井筒施工方法，包括钻孔装药、爆破通风、排渣平底、支护、排渣清底施工工序；所述支护包括临时支护与混凝土衬砌施工两道工序；其中临时支护是指，采用多层吊盘使混凝土衬砌的下端面与井筒掘进工作面之间的距离保持为井筒直径的2～3倍，然后对该距离段的未衬砌井筒采取临时支护，允许其围岩产生变形，以有效释放井筒围岩应力，使后续浇筑混凝土井壁处于免承压或缓低承压状态，保护混凝土井壁不因承受高围岩压力而破坏。该施工方法通过提高混凝土井壁下端面与掘进工作面间的距离，以减小掘进工作面对井壁围岩压力重分布的限制作用，使围岩压力充分释放到较低水平后再浇筑混凝土井筒，可保证施工的安全性和混凝土井筒的长期稳定性。

Description

一种超深竖井井筒施工方法

技术领域

本发明涉及采矿竖井，特别是一种超深竖井井筒施工方法。

背景技术

深部矿产资源开发现已成为世界采矿工业发展的趋势。为安全、高效地开发深部矿产资 源，需从地表向深部矿体开凿深竖井。目前，国际上开采深度超过1000米的矿山已达到200 多座，并且部分深部开采矿井建设已接近3000m，诸如:2012年南非的South Deep矿建成2995m 通风井；美国的Resolution铜矿10#竖井建设深度为2117m；美国的LuckyFriday锌矿4# 竖井建设深度2922m；加拿大的Kidd Creek矿竖井井底深度为3014m。随着我国深部矿产资 源勘探技术的提高，一大批深部矿产资源逐步被发现，比较典型的矿山有:辽宁思山岭金矿、 大台沟金矿、陈台沟金矿、山东济宁金矿、招掖地区的深部黄金矿山等。我国在2010年之前， 井筒建设深度大多在1200m(井筒净直径在6.5m以内)以内，比较典型的竖井有:鞍钢弓长 岭金矿主井深度1022m，武钢程潮金矿新副井井筒深度1135m、铜陵有色冬瓜山铜矿主井深度 1125m深、玲珑金矿东风矿田混合井深度1018m、金川龙首矿混合井深度1083m；在随后的五 年中，我国竖井建设深度范围在1200m～1500m，典型的竖井有:云南会泽铅锌矿建成深1526m 的3#竖井，山东金洲集团金青顶矿区(乳山金矿)建成1260m深竖井，抚顺红透山铜矿七系 统建设井底深度达到1600m，本溪思山岭金矿建设主井深度1490m、副井深度1503m、风井深 度1400m，河南铜柏盛老庄3#竖井1211m深，夹皮沟金矿二道沟矿区竖井井底深度1440m； 近年来，我国将有一些矿山竖井建设深度将达到或超过1500m，诸如:山东新城金矿藤家矿区 已开工建设主井深度1417m、副井井筒深度1268m、回风井井筒深度1265m深；新疆阿舍勒铜 矿在建主井深度1242m、副井深度1230m；招金集团瑞海矿业在建进风井深度1500m(井径 6.5m)；中冶国际延伸南非某金矿井筒深度至2700m；三山岛金矿西岭矿区拟建主井深度超过 1700m。从上述统计可以看出，未来5～10年我国竖井建设深度将达到1500m～2000m范围之内， 井筒直径在10m以内，深部竖井建设主要集中在钢金、黄金、有色等矿山行业。

多年来，我国竖井建设主要采用(钢筋)混凝土紧随井筒掘进工作面掘进进尺衬砌井筒。 为有效控制井筒超深井筒围岩稳定，提高混凝土衬砌厚度与混凝土强度等级。随着竖井建设 深度(1500m以深)增加，井筒围岩承受高原岩应力与开挖扰动应力作用，导致井筒围岩塑 性破坏半径大大增加，远超混凝土井壁厚度，井筒围岩塑性破坏表现为层裂、岩爆等现象， 井筒围岩塑性破坏产生的剪胀变形与动力破坏响应，均作用到混凝土衬砌井壁，致使混凝土 井壁承受高压，产生拉(压)、剪切破坏。自20世纪80年代至今，我国有200多个井筒产生 变形破坏，许多井筒发生多次破坏、多次修复，至今仍不能保持稳定，因井筒破坏修复所造 成的直接经济损失达几亿元以上，由此造成的停产等间距经济损失达几十亿元以上，经济损 失相当严重。此种情况下，在传统浅部竖井掘支施工方法仍被采用的基础上，卸压爆破技术、 特种井壁支护技术以及分段支护技术等被发展与广泛运用。

传统浅部竖井掘支施工方法，主要工序包括钻孔装药、爆破通风、排渣平底、井筒围岩 支护、排渣清底等。此施工方法各工序单行作业，简单高效。然而施工过程中，在进行井筒 围岩支护工序时，支护系统各支护结构(包括混凝土衬砌)安装紧跟掘进工作面(即井筒开 挖后立即进行井筒支护结构安装)，此虽简化了竖井掘支施工工序，降低了施工循环周期，但 使深部竖井高围岩压力完全作用于井筒上，导致混凝土井筒破坏，不利围岩稳定。

卸压爆破是指通过在井筒施工区域与原岩应力区之间以爆破的方式形成条带状的破碎 隔离层，阻断了深部岩体的高应力向井筒施工区域传递，有效地减小了井筒施工区域的应力 值，降低或消除了高应力坚硬岩体在井筒掘支施工中潜在岩爆等动力灾害发生的可能，保证 了井筒掘支施工的安全性与高效性。然而，我国的竖井建设刚刚进入深部，卸压爆破在我国 深井掘支施工中的应用尚不成熟，有待进一步发展。

对于释能等特种井壁结构而言，井壁与围岩间充填阻尼材料层，对深部井筒高围岩应力 或坚硬井筒围岩脆-延性变形压力可起到缓冲作用，达到保护井壁结构，维持井筒及其围岩稳 定性的目的。但井筒围岩压力影响因素较多，演化过程复杂，其量化分析较现场实际差距较 大，井壁结构参数设计的准确性无法得到保证。同时，较复杂的井壁结构施工工序复杂，施 工周期较长，成本较高，经济性与实用性相对较差。

在南非，根据深井围岩稳定性变化情况，采用分段支护方法进行井筒支护。对于稳定性 较好的井筒围岩，可通过每隔约4.5m距离衬砌1m混凝土井壁的方式，来支护竖井围岩及装 备井筒；对于稳定性较差的井筒围岩，则缩短混凝土衬砌分段间的距离；对于稳定性极差的 井筒围岩，则直接构筑连续混凝土井壁以支护围岩或装备井筒。该支护方法通过混凝土衬砌 分段中的无混凝土衬砌部分调整该部分及其相邻混凝土衬砌分段的围岩压力，简单灵活，施 工方便，经济性好，但这种分段支护方法对围岩压力的调整作用有限，现场应用存在局限性。

对于超深竖井掘支施工而言，基于上述传统浅部竖井掘支方法不再适用、释能等特种井 壁结构现场施工相对复杂、深井卸压爆破技术国内应用尚不成熟和分段支护方法存在局限性 等问题，寻求一种适用于超深竖井掘支施工的方法是非常必要的。

发明内容

本发明的目的就是为适应这一需求提供一种超深竖井井筒施工方法。

本发明提供的超深竖井井筒施工方法，包括钻孔装药、爆破通风、排渣平底、支护、排 渣清底施工工序；其特点是，所述支护包括临时支护与混凝土衬砌两道工序；其中临时支护 是指，采用多层吊盘使混凝土井壁的下端面与井筒掘进工作面间的距离保持为井筒直径的 2～3倍，然后对该段未衬砌井筒采取支护，允许其围岩产生变形，以有效释放井筒围岩应力， 使后续混凝土衬砌工序浇筑混凝土井壁时处于免承压或缓低承压状态，以保护混凝土井壁不 会因承受高围岩压力而破坏。

所述多层吊盘为四层或四层以上的吊盘(吊盘的具体层数依据混凝土井壁下端面与掘进 工作面间的距离及平行作业工序与吊盘间的关系确定)。

所述临时支护根据竖井围岩力学响应特性分别采取以下支护结构：

对于超深井筒围岩高应力集中区域，可采用常规的锚网梁支护结构；

对于潜在层裂、屈曲及岩爆等动力灾害发生区域，可采用Cone锚杆或D锚杆释能支护 单元；也可采取卸压孔或卸压爆破压力调控措施；

对于深部高应力坚硬井筒围岩脆-延性变形区域，可采用管缝锚杆、或蛇形锚杆、或锚索。

所述临时支护与混凝土衬砌可平行作业(即在一次排矸、一次临时支护单行作业基础上， 利用多层吊盘，实现临时支护与混凝土衬砌两工序同时施工)或混凝土衬砌与钻孔装药平行 作业(即在单行作业基础上，利用多层吊盘，以分次出矸、分次临时支护形式实现混凝土衬 砌与钻孔装药两工序同时施工)。

本发明施工方法的原理和有益效果：

从理论上看，收敛约束理论为该施工方法的理论基础。收敛约束理论是用于计算井筒掘 进工作面以上支护结构支护力的理论。当一段支护结构安装于井筒掘进工作面附近时，其支 护载荷无法达到最大。由于工作面对其附近井筒围岩的限制(支撑)作用，仅井筒围岩的部 分重分布载荷作用于工作面附近的支护结构上。随着井筒掘进工作面的不断推进，支护结构 与工作面的距离不断增加，井筒掘进工作面的限制作用减弱，则原来由工作面承载的部分重 分布应力将转移到支护结构上，使支护结构的支护压力随着工作面的远离不断增加，当井筒 掘进工作面与原支护结构距离足够远时，“工作面效应”消失，井筒围岩的重分布应力将完全 由支护结构承载。由此可知，在井筒开挖后立即安装支护结构或浇筑混凝土井筒的传统竖井 掘支施工方法，可使井筒围岩压力完全作用于支护结构上，这对于深部井筒高围岩压力而言， 很容易造成支护结构或混凝土井筒破坏，进而造成围岩失稳。而在本发明施工方法中，通过 掘进工作面以上留设无混凝土衬砌的一段距离，用以减小掘进工作面对井壁围岩压力重分布 的限制作用，使围岩压力充分释放到某一较低水平，再浇筑混凝土井筒，可保证施工的安全 性和混凝土井筒的长期稳定性。

附图说明

附图为本发明两个实施例的施工示意图，其中：

图1为实施例1的施工示意图，其中图1a、图1b、图1c和图1d分别为钻孔装药、爆破通风、排渣清底、临时支护与混凝土衬砌工序的施工示意图；

图2为实施例2的施工示意图，其中图2a、图2b、图2c、图2d、图2e和图2f分别为 钻孔装药与混凝土衬砌、爆破通风、排渣平底、临时支护、混凝土衬砌、排渣清底、临时支 护工序的施工示意图。

图中符号说明：1.吊盘绳；2.吊盘；3.伞钻；4.高压风管；5.掘进工作面；6.风筒；7.抓岩

机；8.废石；9.吊桶；10.临时支护；11.模板；12.喇叭口；13.分灰器；14.底卸式 吊桶；5.溜灰管；16.混凝土井壁。

具体实施方式

以下结合实施例及其附图对本发明作进一步说明。

实施例1

本发明实施例为我国某金矿竖井施工中采用的施工方法。该金矿竖井深度1500m，净直 径7m。该竖井深部初始构造应力较大，加之岩体完整性差，井筒开挖后围岩自稳能力差，地 压较大，采用传统浅部竖井井筒掘支施工方法构筑的混凝土井壁安全系数较低，很容易出现 混凝土井壁破坏与围岩失稳，据此，采用本发明进行该井筒掘支施工，很好地解决了上述问 题，保障了井筒及其围岩的长期稳定。该实施例采用的施工设备主要有：4层吊盘(盘面间 距4m)、FJD-6A型伞钻、HZ-6型瓣式抓岩机、3/4/5m³吊桶、单缝式液压脱模整体金属下行 模板(带刃脚)、强制式砼搅拌机、全自动控制配料计量系统和大容积底卸式吊桶等。

结合图1a至图1d，该金矿竖井施工中采取的是将临时支护与混凝土衬砌平行作业的方 式。具体施工工艺包括钻孔装药(图1a)、爆破通风(图1b)、排渣清底(图1c)、临时支护与混凝土衬砌(图1d)等工序，各工序的具体实施方法如下：

钻孔装药：首先，通过吊盘绳1调整吊盘2至与掘进工作面5距离L1＝16m处；伞钻3下井前，要在地面认真检查并试运转，采用主提钩头下井至工作面，伞钻夺钩绳夺钩并悬吊于井筒中心位置，连接高压风管4，并按照伞钻操作规程的要求逐步完成伞钻凿岩工作，使凿岩进尺达到H1＝4m。

爆破通风：根据岩层条件和工艺需求，选择合适的炸药类型，采用导爆管配合秒延期电 雷管起爆；

装药前必须用压风吹净炮孔中的岩粉及杂物，清理干净炮孔周围的碎石、杂物等。装药 时要定人、定眼、分区进行，并由放炮员统一指挥，按作业规程要求操作；

井筒中单独悬吊一路专用放炮电缆。井口棚外设放炮开关，采用适宜材料与规格的导线 作为井筒工作面雷管连接母线；与放炮电缆连接之前，要切断井下一切电源(通信除外)，雷 管脚线、放炮母线、放炮电缆之间相互接头要紧密连接，母线与电缆连接前，对工作面整个 连接线必须逐一检查，确保无误；

放炮前，将吊盘2提至安全高度L2＝40m处，人员全部升井后打开井盖门，从井口撤出 至安全距离以外，井口安全距离周围设警戒人员，放炮员发出三声警号，并得到警戒人员安 全信号后，方可按照规定的程序合闸起爆；放炮后，人员下井前，开启风机将新鲜风流由风 筒6输送至掘进工作面5，安排足够的通风时间(一般不小于30min)以排出炮烟，保证后续 下井人员的人身安全。

排渣清底：放炮后，废石8堆厚度H2＝6m(因岩石碎胀性，H2>H1)；采用抓岩机7配合小型挖掘机分区装岩，采用吊桶9经喇叭口12出渣，小型挖掘机辅助出渣清底；清底后，装岩机悬吊于吊盘下方，放炮前随吊盘起到一定的安全高度，挖掘机提升至地表。

临时支护与混凝土衬砌：通过吊盘绳1调整吊盘2至混凝土井壁16下端面与井筒掘进工 作面5间距离L4＝20m处；根据岩层条件，选用锚杆+金属网+喷射混凝土对进尺H1范围内 的井筒围岩进行临时支护10；同时下放与固定模板11，混凝土由地面搅拌站配制，根据不同 深度井壁混凝土强度设计的要求，及时调整配合比；混凝土输送采用底卸式吊桶14下料，经 分灰器13及溜灰管15入模，入模混凝土采用振动棒通过合茬窗口进行分层震捣。

实施例2

该实施例为在我国某铁矿竖井施工中采用本发明施工方法。该铁矿竖井深度1500m，净 直径10m。该竖井深部岩体构造应力大，井筒开挖后围岩压力大，同时围岩为花岗岩岩性， 硬度大，存在较强岩爆倾向性，采用传统浅部竖井井筒掘支施工方法进行竖井掘支施工，一 则难以保证施工人员与设备安全，再则构筑的混凝土井壁存在破坏隐患。据此，采用本发明 进行该井筒掘支施工，通过释能临时支护，使井筒围岩以稳定、可控的方式调整压力，降低 或避免岩爆发生风险，保证了井筒施工人员与设备安全，同时，提高了混凝土井壁安全系数。 该实施例采用的施工设备主要有：5层吊盘(盘面间距4m)、FJD-6A型伞钻、HZ-6型瓣式 抓岩机、3/4/5m³吊桶、单缝式液压脱模整体金属下行模板(带刃脚)、强制式砼搅拌机、全自 动控制配料计量系统和大容积底卸式吊桶等。

结合图2a至图2f，该铁矿竖井施工中采取采取混凝土衬砌与钻孔装药平行作业方式。其 具体施工工艺包括混凝土衬砌与钻孔装药(图2a)、爆破通风(图2b)、排渣平底(图2c)、 临时支护(图2d)、排渣清底(图2e)、临时支护(图2f)等工序，各工序具体实施如下：

混凝土衬砌与钻孔装药：通过吊盘绳1调整吊盘2至与掘进工作面5距离L1＝16m处； 伞钻3下井前，要在地面认真检查并试运转，采用主提钩头下井至工作面，伞钻夺钩绳夺钩 并悬吊于井筒中心位置，连接高压风管4，并按照伞钻操作规程的要求逐步完成伞钻凿岩工 作，使凿岩进尺达到H1＝4m；

凿岩之前，掘进工作面5的废石要清理干净，定出井筒中心位置，并按爆破图表定出眼 位，做好标志，严格按标定眼位开钻，并控制炮孔深度和倾角，确保炮孔质量。凿岩过程中， 要及时插上木橛子，将炮眼保护好，防止岩粉、小碎石掉入钻孔。打完眼后，要核查炮眼质 量，不符合要求的炮眼应重新补打；

凿岩同时，将模板11下放并固定于与掘进工作面5的距离为L4＝24m的混凝土井壁16 处，混凝土由地面搅拌站配制，根据不同深度井壁混凝土强度设计的要求，及时调整配合比。 混凝土输送采用底卸式吊桶14下料，经分灰器13及溜灰管15入模，入模混凝土采用振动棒 通过合茬窗口进行分层震捣。

爆破通风：根据岩层条件和工艺需求，选择合适的炸药类型，采用导爆管配合秒延期电 雷管起爆；施工过程中，要根据岩石条件和爆破效果及时调整炮眼布置与装药结构；所有炸 药、雷管必须事先检查，质量不符合要求的火工品严禁下井使用；

装药前必须用压风吹净炮孔中的岩粉及杂物，清理干净炮孔周围的碎石、杂物等。装药 时要定人、定眼、分区进行，并由放炮员统一指挥，按作业规程要求操作；

井筒中单独悬吊一路专用放炮电缆。井口棚外设放炮开关，采用适宜材料与规格的导线 作为井筒工作面雷管连接母线；与放炮电缆连接之前，要切断井下一切电源(通信除外)，雷 管脚线、放炮母线、放炮电缆之间相互接头要紧密连接，母线与电缆连接前，对工作面整个 连接线必须逐一检查，确保无误；

放炮前，将吊盘2提至安全高度L2＝40m处，人员全部升井后打开井盖门，从井口撤出 至安全距离以外，井口安全距离周围设警戒人员，放炮员发出三声警号，并得到警戒人员安 全信号后，方可按照规定的程序合闸起爆；放炮后，人员下井前，开启风机将新鲜风流由风 筒6输送至掘进工作面5，安排足够的通风时间(一般不小于30min)以排出炮烟，保证后续 下井人员的人身安全。

排渣平底：放炮后，废石8堆厚度H2＝6m，(因岩石碎胀性，H2>H1)；采用抓岩机7配合小型挖掘机分区装岩，采用吊桶9出渣，出渣高度H1＝4m(出露需进行临时支护的支护段高2m)，小型挖掘机辅助出渣平底；平底后，装岩机悬吊于吊盘下方，放炮前随吊盘起到一定的安全高度，挖掘机提升至地表。

临时支护：根据岩层条件，选择释能锚杆+金属网+喷射混凝土，对平底渣堆以上H1范 围内未进行临时支护的井筒围岩进行临时支护10。

排渣清底：通过吊盘绳1调整吊盘2至其下层盘与井底渣堆距离为L3＝12m处，再次采 用抓岩机7装岩，通过吊桶9运至地表；清底后，抓岩机7悬吊于吊盘下层盘，放炮时随吊盘2移动至安全位置。

临时支护：清底后，对掘进工作面5以上未进行临时支护的范围H3＝2m进行临时支护即 可。

Claims (4)

1.一种超深竖井井筒施工方法，包括钻孔装药、爆破通风、排渣平底、支护、排渣清底施工工序；其特征在于：所述支护包括临时支护与混凝土衬砌两道工序；其中临时支护(10)是指，采用多层吊盘(2)使混凝土井壁(16)的下端面与井筒掘进工作面(5)间的距离保持为井筒直径的2～3倍，然后对该距离段的未衬砌井筒采取支护，允许其围岩产生变形，以有效释放井筒围岩应力，使后续混凝土衬砌工序浇筑混凝土井壁(16)时处于免承压或缓低承压状态，以保护混凝土井壁不会因承受高围岩压力而破坏。

2.根据权利要求1所述的超深竖井井筒施工方法，其特征在于：所述多层吊盘(2)为四层或四层以上的吊盘。

3.根据权利要求1所述的超深竖井井筒施工方法，其特征在于：所述临时支护根据竖井围岩力学响应特性分别采取以下支护结构：

对于超深井筒围岩高应力集中区域，可采用常规的锚网梁支护结构；

对于潜在层裂、屈曲及岩爆等动力灾害发生区域，可采用Cone锚杆或D锚杆释能支护单元；也可采取卸压孔或卸压爆破压力调控措施；

对于深部高应力坚硬井筒围岩脆-延性变形区域，可采用管缝锚杆、或蛇形锚杆、或锚索。

4.根据权利要求1所述的超深竖井井筒施工方法，其特征在于：所述临时支护与混凝土衬砌可平行作业或混凝土衬砌与钻孔装药平行作业。