古书院矿范文（精选5篇）
古书院矿 第1篇
关键词：绞车识别,煤矿辅助运输,安全管理
古书院矿辅助运输一直是小绞车接力运输, 随着科技的发展, 我们采用无极绳绞车替代了部分小绞车, 由于受巷道条件的限制, 再加上小绞车具有安装维护方便和操作简单的特点, 部分地段和巷道仍在使用, 经统计, 古书院矿在用的小绞车有200余部。
目前, 古书院矿小绞车的管理实行的是“一家维护, 多家使用”的管理模式, 在具体管理使用过程中存在以下难点:a.部分员工没有严格按章作业, 使用后留下隐患, 不及时处理, 也没有进行汇报, 影响其他人员操作安全;b.部分员工没有严格按照小绞车正确的操作方法进行操作, 甚至有无证操作的现象, 极有可能造成运输事故或是埋下安全隐患;c.由于是多家单位操作, 在发生事故后, 在事故分析过程中, 存在员工推诿扯皮的现象, 给事故分析造成障碍, 使事故的真正原因找不到, 起不到事后防范的作用。
针对以上难点, 我们通过多方调研, 采用了由山东世纪矿山机电有限公司生产ZTJ127R绞车识别系统。
1 绞车识别系统简介
ZTJ127R隔爆兼本安型绞车识别系统用于煤矿井下运输绞车的安全管理, 具有绞车信号识别、语言通话、液晶显示、输出控制等功能。
2 绞车识别系统工作原理
绞车识别系统主机和辅机不断搜索识别卡信号, 只有当主机和辅机附近3米内均有识别卡信号存在时, 并且识别卡信息与绞车识别系统内的识别卡信息相符时, 绞车识别系统发出信号, 使绞车电源接通, 之后才能进行操作绞车, 否则绞车电源断开不接通。
3 绞车识别系统功能
3.1 主机功能:
3.1.1 识别:
主机内设有识别模块, 当识别卡距离主机3米范围之内时, 主机即可读取识别卡的信息, 通过和设定信息比较, 来确认该卡是否有效。
3.1.2 输出:
主机具有DC12V的本安电源输出功能, 用来给辅机提供电源, 具有信号输出功能, 其输出信号具有唯一性, 同时主机还具有控制输出功能, 输出3个触点来控制绞车的驱动防爆开关。
3.1.3 显示:
主机可系统时间、显示识别卡号、输出触点状态及闭锁状态。
3.1.4 通讯:
主机和辅机之间具有单工语音通讯功能。
3.1.5 记录:
主机具有至少十次的操作记录, 记录内容包含操作时间、操作项、操作源等内容。
3.2 辅机功能:
3.2.1 识别:
辅机内设有识别模块, 当识别卡距离辅机3米范围之内时, 辅机即可读取识别卡的信息, 通过和设定信息比较, 来确认该卡是否有效。
3.2.2 显示:
辅机可系统时间、显示识别卡号、输出触点状态及闭锁状态。
3.2.3 通讯:
辅机和辅机之间具有单工语音通讯功能。
3.2.4 急停:
:辅机具有一个急停按钮, 紧急时按下, 传输给主机进行急停操作。
3.2.5 记录:
辅机具有至少十次的操作记录, 记录内容包含操作时间、操作项、操作源等内容。
3.3 人员识别卡功能:
ZJT127R矿用绞车操作人员识别控制装置识别卡定时的向外发送自身信息, T0表示发送一次数据所用的时间, 平均值为7.2ms;T1表示延时时间, 为一个随机值, 目的是为了防止多个电子标签同时发射数据时, 发生冲突。平均延时时间为390ms±20m S。
4 绞车识别系统主要技术参数:
4.1 供应电压为井下常用照明AC127V。
4.2 输入信号为本质安全型:2路无源半导体接点输出:接点容量为交流36V/0.5A, 接通时, 压降≤0.5V。
4.3 传输方式为无线传输, 采用的工作频率为2.4GHz±0.08GHz;接收灵敏度不大于-90d Bm/m;识别距离小于3m。
4.4 打点频率为1.2KHz~3.5KHz, 打点响度大于85d B。
4.5 通话响度大于85d B。
5 绞车识别系统操作
控制装置主机上设有六个按钮, 左下依次是“正向运行”, “停止”, “反向运行”, 右上依次为“急停”、“通话”和“打点”, 按钮中间是通话话筒和指示灯。
控制装置辅机上设有三个按钮和一个指示灯, 右上依次为“急停”、“通话”和“打点”, 按钮中间是通话话筒和指示灯。
通过“打点”和“通话”按钮可实现信号工和绞车司机信号联系和语音通话。按下“通话”按钮即可语音通话, 通话完毕松下按钮即可。按动“打点”按钮时, 打点间隔时间要大于0.5秒, 否则将不能正常显示打点数。通过“正向运行”、“反向运行”和“停止”按钮可实现绞车正向运行、反向运行和停止功能。通过“急停”按钮可实现把绞车电源直接断电的功能。
在“参数设置”页面中:
a.输入密码处指示灯颜色变成深色, 此时“↑”键改变数值, “↓”密码位数跳转, 当密码输入正确时, 会有“密码正确”字样提示, 此时点击“确认”键, 可对以下参数进行设置, 设置时间为1分钟, 1分钟后密码取消;
b.“投入/解除设置”为“解除”时, 对打点没有限制;
c.当参数设置完成后, 即可生效
每次打点完成后急停显示画面的内容都会更新:“↑”下翻可翻看以前的记录, “↓”上翻是最新的记录, 记录可保持最近50条的信息;在时间设置页面中:“确认”选择要调整的参数, “↑”增加数值, “↓”减少数值。当设置完成后, “设置完成”处指示灯变深色时, 按住“↑”键点击“确认”设置生效。
6 对原有系统的改进
6.1针对井下绞车或信号附近有AC36V电源, 而AC127V电源距离绞车较远, 且《煤矿安全规程》规定控制电压不应超过36V, 所以把绞车识别系统的电源电压改造为36V。
6.2针对绞车识别系统中的急停功能不适用, 在实际中紧急停车极易造成车辆下滑。当有事故时, 可用古书院矿的紧急停车信号来通知绞车司机闸紧闸把来停车来替代。为防止有人进行误操作, 所以把“急停”按钮甩开。
6.3 针对原绞车识别系统必须先在绞车识别系统中存入识别卡号, 只有识别卡号在绞车识别系统中存入的卡号中, 才能进行绞车操作。但是绞车识别系统最大只能存入18个识别卡号, 而古书院矿从事辅助运输队组多, 人员多, 只存入的18个卡号远远不能满足运输需要。为了适应古书院矿实际情况, 将绞车识别系统主机和辅机的识别机制进行改进, 取消了存储固定卡号的设定, 只要检测到3米内有识别卡信号, 就能进行绞车操作, 并记录操作绞车人员的识别卡号。这样不但解决绞车识别系统只限定某几个人才能进行操作的问题, 而且使全矿的绞车识别系统通用化, 减少了人员携带识别卡的数量。
6.4 针对原绞车识别系统的信号接收天线为外置式, 而古书院矿井下轨道巷布置的电缆多, 管路多, 外置式天线伸出的部分较长, 极易受到损坏。为了使绞车识别系统更好的服务与现场, 所以将外置式天线改进为内置式。
6.5 针对原有绞车识别系统防潮性能差, 一到高温雨季, 巷道潮气大, 绞车识别系统发出的噪声严重影响语音通话和打点信号, 甚至出现不工作的情况。针对这种情况, 我们跟厂家联系, 对绞车识别系统中的电路板进行改进, 增加了抗磁干扰装置和防潮措施。
6.6 由于古书院矿进行绞车运输区段存在着坡度长、坡度陡、巷口多的情况, 为保证安全运输, 在绞车识别系统增设了语音报警功能, 当进行绞车运输时, 绞车识别系统自动进行语音报警, 警示来往人员注意安全。
7 绞车识别系统的优点
古书院矿 第2篇
1 瓦斯抽采方案
15#煤工作面瓦斯主要来源于9#煤层采空区。根据分源治理思想确定抽采方案为顶板走向钻孔抽采本煤层瓦斯结合邻近层瓦斯抽采[1]。
(1) 邻近层:在9#煤层92313工作面回风巷内布置扇形倾向钻孔抽采92307采空区瓦斯, 抽采产生的负压效果, 可减少渗入开采层瓦斯量。
在9#煤层92313工作面, 利用已掘出92226回风巷, 在距92226巷横川15 m位置布置钻场, 在钻场内施工5个钻孔, 钻孔布置如图1、2所示, 沿煤层顶板打倾斜扇形钻孔, 钻孔倾角为20°, 终孔位置距煤层顶板24 m, 钻孔长度为70 m。 (见图1、图2)
(2) 开采层:在152303工作面回风巷内布置顶板走向钻孔, 抽采采空区内瓦斯富集区瓦斯[2]。顶板走向钻孔抽采区域及布置如图3所示。
①钻孔终孔层位。
垮落带范围为0~9.1 m, 裂隙带范围为9.1~41.7 m, 钻孔终孔位置有效高度应满足[3]:
式中:HZ为钻孔有效高度, m;
Hm为冒落带高度, m;
Hli为裂隙带高度, m。
一般终孔点处于垮落带高度2~3倍因此钻孔有效垂高布置在距煤层顶板20~30 m范围较合理。
②钻孔仰角、长度。
钻孔仰角为15°~20°。为了提高抽采量, 同时考虑施工难度和费用, 设计钻孔长100~110 m。
③钻场间距。
根据“O”型圈理论, 钻场间距取周期垮落步距的整数倍。周期垮落步距约为15 m为了便于现场管理, 钻场间距定为60 m。
④钻孔压茬确定。
煤层开采导致直接顶垮落, 处在其中的钻孔受岩层破坏移动的影响将失去抽采作用。受垮落角、钻孔倾角和抽采能力的影响, 每个钻孔都存在抽采盲区。为了保证相邻钻场抽采瓦斯的连续性, 钻场之间存在钻孔压茬。在顶板垮落过程中, 老顶岩层处于悬臂梁状态, 老顶的破断是一个周期性循环过程, 破断初期对应钻孔最小压茬, 破断终期对应钻孔最大压茬。
图4为最小压茬长度确定方法。图中b为钻孔的压茬长度, c为抽采盲区长度 (取5 m) , α为岩层垮落角, h表示终孔到顶板距离。此时老顶处于刚刚破断后。
垮落角α为56°, 经计算钻孔的最小压。茬长度为:
悬臂梁长度达到周期垮落步距时, 钻孔压茬长度最大, Lz代表周期垮落步距, 取15 m, 压茬长度计算公式为:
在1523032回风巷内距工作面开切眼80m布置为1#钻场, 钻场内布置3组倾斜顶板走向钻孔, 钻孔编号分别为1#孔、2#孔、3#孔。距1#钻场每隔60 m依次布置钻场;152303工作面长500 m, 共布置8个钻场。
2 抽放泵选型
安设两台ZWY-110/160-G抽放泵, 抽放能力满足要求。抽放线路:抽放气体—伸缩性抽放管路—回风管路—抽放泵站—回风巷道—风井。 (见表1)
技术特点如下。
(1) 考虑井下工作环境, 可移动, 安装方便。
(2) 该系列产品功能齐全, 机构合理。
(3) 管路过滤排渣装置可有效的保护泵体不受损害。
(4) 可监测泵站周围瓦斯浓度, 具有瓦斯超限声光报警自动停机的功能。
(5) 停水保护装置在缺水的情况下自动停机。
(6) 自行设计制造恒水位汽水分离器, 体积小效率高, 使气体与水充分分离。
(7) 配备的孔板流量计可准确的对泵站吸气管内甲烷混合气体的流量进行测定。
(8) 用于预抽、边掘边抽、边采边抽、上隅角抽放, 抽放能力强流量大, 不受瓦斯浓度限制。
3 瓦斯治理效果评价
201 2年10月4日至20 13年3月16日对152303工作面回采期间瓦斯浓度进行监测, 将一天当中同一地点测值取最大值。
工作面开始回采后, 瓦斯浓度基本保持在0.5%以下 (图5) 。
滚筒下风侧10 m处瓦斯浓度在0.3%~0.5%之间 (图6) , 比工作面其它位置偏高。其原因一方面是落煤瓦斯涌出, 另一方面是采煤机下风侧形成涡流, 导致污风滞留。
测上隅角瓦斯浓度最低值为0.18%, 最高值为0.48% (图7) 。
回风巷内瓦斯浓度在0.2%~0.5%, 平均为0.35% (图8) 。
从监测结果来看, 所设计的瓦斯治理方案合理, 满足工作面瓦斯治理要求。
4 结论
制定了具有针对性的瓦斯抽采方案, 对152303工作面进行综合治理, 该方案的特点是9#煤采空区瓦斯抽采与15#煤上隅角瓦斯治理相结合, 取得了良好的治理效果。
摘要：本文在对综采工作面煤层瓦斯的赋存规律和瓦斯涌出来源分析基础上, 结合开采层赋存特征, 根据采空区上方“三带”的分布特点, 针对古书院矿152303工作面的实际情况, 提出了瓦斯治理的综合方案:即在邻近层布置一扇形钻孔抽采采空区瓦斯, 保证工作面开切眼的顺利开采;在本煤层回风巷内布置高位钻孔, 抽采上隅角瓦斯;并在现场进行了工业性试验, 取得了良好的治理效果, 保证了综采工作面的安全高效开采。
关键词：瓦斯治理,上隅角,高位钻孔,抽采参数
参考文献
[1]林柏泉.矿井瓦斯防治理论与技术[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2010, 6.
[2]贾宝财, 刘振宇.U型通风方式采煤工作面上隅角瓦斯处理方法[J].煤炭技术, 2008, 27 (5) :88-89.
古书院矿选煤厂配煤系统改造实践 第3篇
古书院矿选煤厂1992年投产, 是一座年处理能力300万t的矿井型选煤厂。入选原煤经胶带运输机转载到刮板机, 再经4台分级筛分级为块、末煤后, 分别进入块、末煤跳汰系统分级入洗。由于井下煤质不断恶化, 低灰、低硫的优质3号煤已经枯竭, 现开采的9号煤、15号煤属于高灰高硫煤, 由于这两种煤含水、含矸率偏高, 细粒级及黏土类物料增多, 再加上采煤一线各转载点需要喷雾降尘等因素, 致使选煤厂洗块车间两台弛张筛和两台香蕉筛经常发生糊筛现象, 导致大量末煤进入洗块系统, 加大了洗块车间煤泥水处理的难度。尽管每班至少要将筛面清理两遍, 但是循环水浓度还是居高不下, 一段30 m浓缩池沉淀效果差, 二段24 m浓缩池底流浓度不足200 g/L, 压滤机成饼效果差, 加大了煤泥水处理工作的难度, 制约了正常洗煤生产。另外由于近期成庄矿选煤厂运往古书院矿选煤厂的3号煤煤质也发生了变化, 由原来的末煤和块煤的混合煤种变成了单一末煤, 如果还按原来的方法洗煤, 势必造成不必要的浪费, 而且会进一步加大洗块系统煤泥水处理工作的难度。
选煤厂经过论证, 最终决定重点从简化工艺流程这一环节入手, 针对从成庄矿选煤厂运来的3号末原煤, 不再通过跳汰机、脱水筛、胶带运输机、斗提机、离心机等设备, 而是通过分级筛筛分后, 5%的筛上物 (大于13 mm) 入跳汰缓冲仓, 95%的筛下物 (小于13 mm) 经胶带运输机、刮板机转载至圆桶仓。这样大部分设备可以停止运转, 减少大量电能消耗。实践证明, 简化该工艺流程后每年可节省电费9.63万元, 同时也缓解了选煤厂煤泥水处理的难度, 为选煤厂“节支降耗”工作创造了良好条件。
2 配煤系统改造背景及方案实施
2014年, 根据集团公司计划, 古书院矿块煤产品以中高硫混块为主, 由于古书院矿原煤为15号和9号高硫煤, 中高硫混块产品正好满足了高硫煤的市场需求。但是由于2014年古书院矿仍然有60万t中硫末煤计划, 仍需配成庄3号筛末煤30万t, 以完成中硫末煤硫分指标。成庄配煤由原来配混原煤改变为配末原煤。原配煤系统成庄配3号原煤经筛分后, 块原煤全部入洗, 末原煤经胶带运输机、刮板机转载后直接入圆桶仓。原系统洗成庄3号煤时洗块煤系统需全部运行, 现只需运行部分设备就可满足3号末原煤筛分、转载入仓的需求。
从简化工艺入手, 增加循环泵和鼓风机转换开关以及跳汰机附近的控制开关, 给集控开机提供返回信号, 对洗块煤集控系统的程序加以改造, 增加了3号末原煤筛分、转载入仓系统, 通过增加转换开关, 选择15号、9号块原煤洗选系统和3号末原煤入仓系统。实现成庄的3号末煤经分级筛、胶带运输机转载后入圆桶仓, 不再运行循环泵、鼓风机、跳汰机、脱水筛、胶带运输机、斗提机、离心机等设备。
2.1 集控改造方案
在洗块煤系统13.1配电室PLC控制柜、跳汰机、循环泵、斗提机等主要设备的现场单机控制柜内部安装继电器、转换开关、小型断路器等电气元件。以314矸石斗式提升机为例, 电气控制原理见图1。
JD为24V原集中继电器;FD为220V原返回信号继电器;XD为24V新加控制继电器;QF为小型断路器
2.2 入洗3号煤时具体操作程序
(1) 泵房司机和风机房司机在接到调度通知后, 先把转换开关打到“3号煤”位置, 然后再按需要停机。
(2) 312跳汰司机待斗提机拉空后, 根据现场情况按顺序停机, 停机顺序为:
314、315、316、317矸石、中煤斗提机→601胶带运输机;
318、319脱水筛→325、521胶带运输机;
320、321精煤斗提机→322、323立式离心机→324胶带运输机;
(3) 分级筛司机要提前关闭缓冲仓上降尘冲水阀门。
2.3 入洗15 (9) 号煤时具体操作程序
(1) 泵房司机和风机房司机在接到调度通知后, 先开启设备, 再将转换开关打到“15号煤”位置, 并告知调度已开启设备, 可正常开机;
(2) 312跳汰司机根据现场情况, 按顺序合上各个开关, 并告知调度可正常开机, 合开关的顺序为:
601胶带运输机→314、315、316、317矸石、中煤斗提机;
521、325胶带运输机→318、319脱水筛;
324胶带运输机→322、323立式离心机→320、321精煤斗提机;
(3) 分级筛司机根据降尘需要, 打开缓冲仓冲水阀门。
改造后的工艺流程见图2。
3 效益分析
3.1 社会效益
配煤系统改造后, 解决了古书院矿高硫煤销路问题, 完成了中硫末煤产品计划。同时避免了入洗成庄3号末原煤时需开启整个洗块煤系统的浪费现象, 降低了设备的磨损率, 减小了设备的维修量, 减轻了员工劳动强度。
3.2 经济效益
配煤工艺改造后, 简化了成庄3号末原煤返煤工艺流程, 每天需配3号末原煤900 t。按年生产350 d, 每天返3号末原煤1 h, 空转设备总功率500 k W, 电费0.55元/ (k W·h) 计算, 改造后洗块煤系统年可节省电费:350×1×500×0.55≈9.63 (万元) 。
摘要：晋煤集团古书院矿选煤厂因入洗煤质发生变化, 导致煤泥水处理难度增加, 影响了正常选煤生产, 采用简化工艺流程对配煤系统进行技术改造后, 每年不但可节省电费9.63万元, 而且缓解了煤泥水处理难度, 取得了较好的经济和社会效益。
关键词：选煤厂,配煤系统,工艺改造,效益
参考文献
[1]王敦曾.选煤新技术的研究与应用[J].北京:煤炭工业出版社, 2005.
[2]杨康, 娄德安.跳汰选煤技术与设备的发展[J].选煤技术, 2003 (6) :14-18.
古书院矿 第4篇
古书院矿主井为斜井皮带提升, 是井下唯一原煤提升要道。自2003年5月更换过一次胶带, 至今8年半时间, 过煤量达3000万吨。随着运行时间的延续, 皮带所存在的隐患逐渐暴露出来。该胶带机的胶带使用时间长, 胶带严重老化及磨损, 逐渐出现盖胶龟裂、局部脱胶;由于盖胶龟裂导致渗水, 钢丝绳芯出现锈蚀及断丝现象;由于使用多年, 整个皮带上有十多处因大块碳砸伤, 皮带表面被划伤, 虽局部硫化热补, 但是热补后仍有起毛, 渗水等现象发生。内部钢芯绳锈蚀断裂的也有多处;同时, 6个硫化接头中, 通过透视检查, 有三个接头出现钢丝绳芯抽动移位 (1#、3#、) 。其中3#接头钢丝绳抽动量达到20mm, 给正常生产、安全生产带来了严重隐患。
1 胶带更换整体方案
面对各种限制条件, 围绕如何在影响生产时间短的情况下快速更换主井皮带这个问题, 提出三套换带方案: (1) 新带面在地面整体硫化, 从地面分别用两次收上、下旧带, 再放新带; (2) 新带面在地面整体硫化, 收旧带的同时展放新带; (3) 新带面在井下整体硫化成两条, 从地面分别用两次收上、下旧带的同时将新带从井下带到地面。对以上三种方案经过认真的计算、优缺点比较后, 选用方案 (2) 。
1.1 皮带机运输示意图如图1。
1.2 更换胶带方案确定原则:
1.2.1 必须坚持安全第一的原则, 在优先保证安全的前提下考虑更换安装的最佳方案。
1.2.2 旧带断开前的上下带要防止下滑, 要有完备的固定方案和措施。
1.2.3 旧带与新带联接要考虑可靠的方式, 以保证旧带回收时, 可靠带入新带。
1.2.4 旧带向上拖拉, 各变向点要有导向滚筒, 防划伤措施, 以防止新带划伤, 咬边, 撕拉等现象发生。
1.2.5 新带下放时, 要防止新带下滑, 新带上部要用绞车绳拽拉边放边送绳。
1.2.6 最后新带封口硫化时胶接位置的选择:在原机头硫化皮带处。下带压下, 固定两端, 对上带封口硫化。
1.3 换带时胶带运行示意图如图2。
1.4 预想绞车回收皮带的拉拽方案:
如选择JM-14型绞车, 单台牵引力13T, 电机功率18.5KW。根据实际情况采用两台绞车两滑轮组兼用形式, 可增加对皮带的牵引力, 同时提高拉拽速度。满足装绳容量和钢丝绳的安全系数要求。
1.5 拉力计算:
安全系数为η=26000/9637=2.69
G——600米放皮带重量30240KG
α——皮带机倾角17°
F——绞车拉力26000kg (两台18.5kw绞车)
f——滚动摩擦力
μ——滚动摩擦系数0.03 (现场多尘)
F'——600米上皮带下滑力
两台18.5kw绞车最大拉力:26000kg-F'-f=16363kg
结论:两台18.5kw绞车可以完成拽带。
2 胶带更换关键技术工艺
2.1 换带工艺流程
办理主井皮带机及相关设备停电、闭锁、挂牌, 移开除铁器→打卡 (上、下带各打一道) →提升机尾拉紧小车至极限→拉带 (用机头处绞车将余带拉至断带处) →打卡 (在上带断带处下方5米处) →断带 (断上带, 将上方带拉到硫化点工与新带硫化搭接, 将下方与地面2台18.5KW绞车相连) →硫化 (将新旧带连接) →拽带 (控制好皮带卡) →反复拽带至旧带全部拽出, 新带进入机架→打卡→硫化 (在硫化点Ⅰ新带硫化封口) →拆除所有工装及设备→试运转→现场交接。
2.2 接头工艺
2.2.1 安装硫化机和接头操作、所需工作平台。
2.2.2 在接头部分找出中心线、垂直线、角度线、角度为16.7°;在接头部分按照胶接长度, 接头方式、分段画线。
2.2.3 切割接头部分的边胶料去过度区;剥离输送带上覆盖胶、反面覆盖胶。
2.2.4 制作接头, 剪切钢丝绳;切割钢丝绳与绳之间的芯胶 (或用专用的剥皮机, 剥出每根钢丝绳) ;打磨过渡区 (角度30°) ;打磨钢丝绳芯, 并对钢丝绳进行清洗 (浆子胶) 。
2.2.5 按照接头数据制作接头的下覆盖胶 (盖胶、TQA、芯胶) 。
2.2.6 在接头部分找出中心线, 摆列钢丝绳, 保证每根钢丝绳的直线度, 钢丝绳与钢丝绳之间填充胶条。
2.2.7 制作接头边胶, 整理钢丝绳, 检查尺寸, 检查填充质量, 均匀地涂刷一遍浆子胶;待浆子胶完全晾干后, 按照接头数据, 制作接头上层覆盖胶 (芯胶、TQA、盖胶) 滚压排气。切割多余的边胶, 整理接头。
2.2.8 硫化接头 (按工艺要求硫化时间恒温90分钟、温度150±5℃、压力准确水泵压力:2Mpa) ;待温度降至70°以下时, 拆除硫化机, 检查接头, 切除毛边。
2.3 断带、放带及拽带
2.3.1 断带前将龙门卡、皮带卡、井口房内绞车将皮带固定住, 将上带在硫化点处断开。
2.3.2 放带:放下带, 让下带靠自身下滑力下移, 用龙门卡控制速度, 每次放带长度20米至40米。
2.3.3 拽带:放多少带拽多少带。拽带时将下皮带固定住。 (见图3)
2.4 存带、叠带工艺
2.4.1 在拖带和吊带的过程中, 做好对皮带的防护 (在自制滚筒两个拉杆上覆盖胶皮) , 防止出现对皮带表面的损坏。
2.4.2 在新带存放的折返处要加Ф200mm-250mm*1200mm的圆木, 保证皮带固有的弯曲半径。 (见图4)
2.5 防止胶带下滑的防范技术
2.5.1 分别在卸载滚筒架上 (夹上带) 及一楼改向滚筒架上 (夹下带) 各安装一部龙门卡夹带装置, 每套龙门卡使用两台32T千斤顶夹紧皮带, 防止放带时胶带无控制下滑。
2.5.2 断带前在上皮带断带口下方35米、40米、45米、50米处分别打4道皮带卡, 防止上皮。
3 结论
古书院矿 第5篇
山西晋城煤业集团古书院矿位于山西省晋城市城区书院街, 是宋朝程朱理学创始人之一程颢曾经兴院讲学的地方, 建矿时因地而得矿名。矿井始建于1958年, 1960年简易投产, 经过2次大的改扩建, 设计生产能力由90×104t/a达到300×104t/a, 现核定生产能力为330×104t/a, 同时建成1座入洗原煤300×104t/a的洗煤厂。
1 概况
古书院矿是晋城蓝焰煤业生产建设年代已久的矿井, 随着煤炭资源减少和煤炭开采深度加深, 为满足矿井安全生产和巷道开拓精度的要求, 特别是15#煤的合理有效开采, 进行7″基本控制导线延伸测量, 建立完整的15#煤开采测量控制系统。为进行矿井“三量”, 煤矿各级储量动态及损失的统计、分析和管理, 资源合理开采及解决生产、建设和改造中遇到的各种测量问题提供基础数据。
测区的地理位置:北纬35°30′42″-35°34′14″;东经112°46′52″-112°51′09″。
本测区坐标系统采用矿区独立坐标系, 1.5°带投影, 中央子午线112°30′, 高程为1956年黄海高程系。
2 GPS控制测量
本次地面联测作业, 采用GPS定位仪按D级精度静态测量要求进行。
本次GPS联测布设平面控制点15个。其中南石店、红庙岭、山口、新二仙掌、东风井、西风井、回军和虎头脑西8个已知点;屋厦桥、白马寺、古井1、变电所、主井口、夏匠北、绿苑7个待定点, 共计15点, 构成GPS控制网, 使测区坐标系统成为整体。
3 井下基本控制导线测量
3.1 基本控制导线延伸测量线路
3.1.1 原有控制导线复测
西翼:近井点—付井—西大巷—付暗井—西一皮带巷—西翼上仓巷—15#煤二盘区轨道巷 (28、29、30) 。
东翼:近井点—旧主井—东翼610皮带巷 (23、24、25) 。
3.1.2 导线延伸测量
西翼:15#煤二盘区轨道巷 (28、29、30) —1523102巷。
东翼:东翼610皮带巷 (23、24、25) —15#煤四盘区轨道巷。
所有导线观测均严格执行《煤矿测量规程》和设计书。
3.2 布网方案设计
根据《煤矿测量规程》要求并参考《煤矿测量手册》, 15#煤控制导线延伸以7″导线形式布设。基本控制导线的主要技术指标见表1。
井下平面控制测量按照井下基本控制导线精度 (±7″) 要求进行测量, 往返独立观测2次, 独立计算2次;高程采用水准或三角高程进行测量, 往返独立观测2次, 独立计算2次。
为确保测量工作的严密性和一致性, 应与原有基本控制导线点符合。
3.3 观测方案设计
3.3.1 井下平面控制测量
井下测量方案设计选择主要取决于井下导线最远点误差和测量工作需要。
平面导线测量方案观测及精度要求如下:
a) 水平角观测方法及限差要求见表2;
b) 导线边长丈量、限差要求及井下光电测距的作业要求:检测仪器, 气压读至100 Pa, 气温读至1℃, 往返观测, 2个测回, 测回互差小于10 mm。
各种指标:井下测角中误差±7″;陀螺定向中误差±10″;测距仪精度: (3+2) mm;平面观测采用方案为:井下按照±7″级导线精度要求进行测量, 水平角、竖直角都是2个测回, 边长往返测量, 且必须完全绝对独立进行2次;并在设计位置加测5条陀螺经纬仪定向边;能闭合的形成闭合导线可单程测量, 其余均要往返测量。
3.3.2 井下高程测量方案设计
a) 设计方案。采用测距三角高程方法进行测量;
b) 观测要求。三角高程测量垂直角观测精度要求见表3。仪器高和标高应在观测开始前和结束后用小钢尺各量一次, 2次丈量互差不得大于4 mm, 取其平均值作为丈量结果。相邻两点间高差应进行往返测量。
相邻两点往返测高差互差不应大于10 mm±0.3l mm (l为导线水平边长, m) ;三角高程导线的高程闭合差不应大于 (L为导线长度, km) 。
4 精度评定
经15#煤四盘区轨道巷与1523102巷贯通后, 实际贯通点水平误差为±0.136 m, 由于巷道沿煤层顶板掘进, 贯通时不考虑垂直方向误差。联系测量由15#煤四盘区轨道巷 (11、12) 点, 闭合到1523102巷 (C5、C4) 点, 方位角闭合差为85 s, 坐标闭合差:x=±0.207m, y=±0.108 m, 导线相对闭合差为1/42 830 m, 两翼高程系统闭合差为±0.024 m, 精度符合《煤矿测量规程》要求。
5 结语
矿党政领导提出了“构建老矿经济共同体, 实现五大板块和谐发展”的长远发展思路。通过对15#煤二盘区导线与四盘区导线联系测量, 更加完善了古书院矿井下导线控制系统, 为15#煤两翼导线贯通测量提供了可靠基础数据, 适合推广应用。在晋煤集团“二次创业”旗帜指引下, 勤劳智慧的古书院矿人必将在又好又快和谐发展的历史征程中再创新业绩、再续新辉煌!
摘要：叙述了古书院矿15#煤东西两翼长距离导线贯通测量概况, 进行并分析了GPS控制测量及井下基本控制导线测量, 最后对精度加以评定。