煤矿主斜井范文

2024-09-20

煤矿主斜井范文（精选9篇）

煤矿主斜井第1篇

大同煤矿集团寺塔煤矿有限责任公司井田位于河津市北西约20km，西邻黄河，与陕西省韩城市隔河相望，是一个整合矿井。本矿井采用斜井开拓方式，矿井设计生产能力1.20Mt/a。主斜井井口标高+495.6m，倾角16°，净宽4200mm，净断面积13.65m2，斜长868m。在带式输送机集中大巷及主斜井井筒（倾角1.5°～16°，斜长约1790米）内装备一台钢丝绳芯带式输送机，担负矿井原煤的提升任务。

2 主斜井原煤输送能力计算

本矿井设有采区缓冲煤仓，因此：Q=kaA/d/h=1.15×1.2×106/330/16=261.4t/h

式中：Q-主斜井运输能力，t/h;A-主斜井生产能力，1.20Mt/a;ka-不均衡系数，按照《煤炭工业矿井设计规范》取1.15;d-年工作日，330d;h-日工作时间，16h。

由于各工作面开机时间、出煤量不稳定，采区煤仓对采、掘工作面的峰值来煤起到了较好的缓冲作用，确定主斜井带式输送机的运输能力为400t/h。

3 主斜井带式输送机设计依据

矿井生产能力：1.20Mt/a

胶带集中大巷及主斜井井筒倾角：δ=1.5°～16°带式输送机长度：L≈1790m；带式输送机提升高度：H≈271m；煤的松散容重：ρ=1000kg/m3；原煤粒度：0～300mm；带式输送机工作制度：330d/a、16h/d。

4 主斜井带式输送机小时输送能力的论证

本矿井设计生产能力1.20Mt/a，前期采2号煤层，后期采10号煤层，为了兼顾后期采10号煤层时运输，主斜井落底到10号煤层。在主斜井井底，利用2号煤层与10号煤层高差（约50m）设井底煤仓。前期2号煤层运至井底煤仓，再由甲带给料机给到主斜井带式输送机（运量Q=400t/h）上，运至地面。后期10号煤层大巷带式输送机直接搭接到主斜井带式输送机上，大巷带式输送机与工作面总来煤量相适应，主斜井带式输送机的输送机（运量Q=700t/h）能力与大巷带式输送机相适应，结合设备开机率及适当的不均匀系数等因素，确定主斜井带式输送机的运量为前期为400t/h，后期为700t/h。

5 主斜井带式输送机选型计算

5.1 带宽、带速、托辊直径

对该主斜井带式输送机运距长达1790m、提升高度271m的实际情况，输送带宽度、带速的合理确定，显得尤为重要。

输送机的运输能力与带宽、带速成正比，在运输能力一定时，带宽与带速成反比。增加带宽，需要加大主斜井井筒断面积，增加了施工工程量。提高带速，可减小带宽以及输送带的张力，从而减小输送机的外形尺寸，进而减小主斜井巷道宽度。但提高带速后托辊的直径也将加大，作为易损件其成本提高，同时输送带的磨损将加大，且因本主斜井为进风井，带速过大易扬起煤尘，增加煤尘爆炸的危险，另外对输送机制造、安装水平的要求更高，带式输送机方案比选见表1。

在方案比选表中，方案一与方案二分别采用B=1000mm、B=1200mm两种不同带宽方案，两种方案中不同的是带强、制动器、逆止器型号。分析两种方案，方案一的优点为矿建工程量少，虽然带强相对高一级，但综合分析整条带式输送机设备投资相对较少；方案二虽然带强较低，但带宽增加，整条带式输送机投资较大，且矿建工程量也大于方案一。综合考虑带宽、带强、传动装置速比功率关系等多种因素，确定带宽B=1000mm，带速为v=3.15m/s，托辊直径φ=133mm。最终确定主斜井带式输送机按Q=400t/h（后期Q=700t/h）、B=1000mm、v=3.15m/s、δ=1.5°～16°、L=1790m、H≈271m进行设计。

5.2 带式输送机选型计算

5.2.1 初期带式输送机基本参数

运量：Q=400t/h；带宽：B=1000mm；行速度：v=3.15m/s；机长：L=～1790m；倾角：δ=1.5°～16°；净高差：ΔH=271m；初选输送带强度：St2000N/mm；托辊运行阻力系数：f=0.03；传动滚筒摩擦系数：μ=0.3；上托辊间距：ao=1.2m；下托辊间距：au=3m；每米承载托辊转动质量：qRO=15.75kg/m；每米回程托辊转动重量：qRU=6.07 kg/m；每米物料质量：qG=35.27kg/m；每米输送带质量：qB=34.00kg/m；附加阻力系数：C=1.05；重力加速度：g=9.81m/s2。

(1）圆周驱动力计算

本带式输送机为1.5°～16°全程上运，根据经验知最危险工况为：全程满载工况。全程满载工况。

此时，主要阻力：C·FH=CfLg(qRO+qRU+(2qB+qG)conδ）=67.8kN；特种主要阻力：FS1=3.6kN；特种附加阻力：FS2=4.0kN；倾斜阻力：Fst=93.5kN；圆周驱动力Fu=C·FH+FS1+FS2+Fst=168.9kN。

(2）电动机功率

带式输送机正常运行时滚筒总的轴功率：PA=Fuv=532kW

驱动装置为2驱，功率配比为1:1，驱动电机所需驱动功率：PM=PA/2η=328kW

式中：η-总传动效率，取η=0.81。

实际选择电机功率N=400kW，满足要求。

(3）输送带张力计算

该输送机采用头部双传动滚筒两电机驱动（功率配比1:1），假设第二传动滚筒的围包角用足，即α2=200°，eμα2=2.85（μ=0.3),FU2=FU/2=84.5kN。

假设输送带不打滑，则最小张力为：

S2≥KA·FU2/（eμα2-1），启动系数KA=1.05（变频软起动）

注：此方案比选表采用变频可控起动/制动驱动。

尾部张力S3≈S4=S2+FS2+FHU+Fεu-qBHg=-16.3kN

按输送带允许最大下垂度计算最小张力：

承载分支：Smin≥ao(qB+qG)g/8(h/a)max=10.2kN

回程分支：Smin≥auqBg/8(h/a)max=12.5kN

取（h/a)max=0.01,ao=1.2m,au=3m

可见不满足承载分支、回程分支最小张力要求，

故取尾部张力S3≈S4=12.5kN

防滑验算：

a.一传动滚筒：α1≥170°eμα1=2.435

246/166=1.48≤eμα1，满足不打滑条件。

b.第二传动滚筒：α2=200°eμα2=2.85

166/77=2.16≤eμα2，满足不打滑条件。

按垂度条件计算及按不打滑条件验算，张力均满足要求。

(4）输送带安全系数计算

可见，安全系数在许用值7～9范围内，输送带强度St2000满足要求。

5.2.2 后期带式输送机选型计算

带式输送机基本参数如下：

运量：Q=700t/h；带宽：B=1000mm；运行速度：v=3.15m/s；机长：L=1790m；倾角：δ=1.5°～16°；净高差：ΔH=271m；初选输送带强度：St 2500N/mm；托辊运行阻力系数：f=0.03；传动滚筒摩擦系数：μ=0.3；上托辊间距：ao=1.2m；下托辊间距：au=3m；每米承载托辊转动质量：qRO=15.75kg/m；每米回程托辊转动重量：qRU=6.07 kg/m；每米物料质量：qG=61.73kg/m；每米输送带质量：qB=36.80kg/m；附加阻力系数：C=1.05；重力加速度：g=9.81m/s2。

(1）圆周驱动力计算

本带式输送机为1.5°～16°全程上运，根据经验知最危险工况为：全程满载工况。

此时：主要阻力C·FH=CfLg(qRO+qRU+(2qB+qG)conδ）=85kN

特种主要阻力：FS1=4.5kN

特种附加阻力：FS2=4.0kN

倾斜阻力：Fst=164kN

圆周驱动力：Fu=C·FH+FS1+FS2+Fst=257.5kN

(2）电动机功率

带式输送机正常运行时滚筒总的轴功率：

驱动装置为3驱，功率配比为2:1，驱动电机所需驱动功率：PM=PA/3η=332kW

式中：η-总传动效率，取η=0.81。

实际选择电机功率N=400kW，满足要求。

(3）输送带张力计算

该输送机采用头部双传动滚筒三电机驱动（功率配比2:1），假设第二传动滚筒的围包角用足，即α2=200°，eμα2=2.85（μ=0.3),FU2=FU/3=85.8kN。

假设输送带不打滑，则最小张力为：

S2≥KA·FU2/（eμα2-1），启动系数KA=1.05（变频软起动）

尾部张力S3≈S4=S2+FS2+FHU+Fεu-qBHg=-21.4kN

按输送带允许最大下垂度计算最小张力：

承载分支：Smin≥ao(qB+qG)g/8(h/a)max=14.5kN

回程分支：Smin≥auqBg/8(h/a)max=13.5kN

取（h/a)max=0.01,ao=1.2m,au=3m

可见不满足承载分支、回程分支最小张力要求，

故取尾部张力S3≈S4=14.5kN

防滑验算：

a.第一传动滚筒：α1≥170°eμα1=2.44

342/175=1.95≤eμα1，满足不打滑条件

b.第二传动滚筒：α2=200°eμα2=2.85

175/85=2.06≤eμα2，满足不打滑条件

按垂度条件计算及按不打滑条件验算，张力均满足要求。

(4）输送带安全系数计算

可见，安全系数在许用值7～9范围内，输送带强度St2500满足要求。

5.3 最终主斜井带式输送机选型结果

经上述计算选型，主斜井带式输送机的主要技术参数为：机长L≈1790m，倾角δ=1.5°～16°，运量Q=400t/h（后期Q=700t/h），带宽B=1000mm，速度v=3.15m/s，输送带为St2000N/mm（后期St2500N/mm）（阻燃），传动滚筒直径φ=1250mm，驱动型式为头部双传动滚筒双电机驱动（配比1:1），采用变频软启动驱动装置，电动机为2台YBPS-450S3-4(400kW,1140V），减速器型号为H3SH15+风冷（速比i=31.5),2台；配有SHI202×2-Φ1500（防爆）型盘式制动器1台，DSN200型逆止器1台。采用尾部液压自动拉紧方式，拉紧装置型号ZYJ-500-80型（ZLY-01-80),N=9.5kW,660V（防爆）。

参考文献

[1]于载泽.矿井生产系统设计手册[M].北京:中国经济出版社,1998.

[2]郑慧.井下带式输送机用变频调速技术的研究[D].山东科技大学,2005.

煤矿主斜井第2篇

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浅谈唐公塔煤矿主斜井扩断面维修工程设计施工浅谈唐公塔煤矿主斜井扩断面维修工程设计施工唐公塔煤矿主设计

作者：韩晓明

蔡永安

李晶岩

概要介绍了唐公塔煤矿及其主斜井的功能结构，并重点分析说明主斜井扩大断面工程的设计参数选择，工程支护形式，施工方法，以及相关的人、车、物等的施工组织设计，就这些较其它建筑特殊的问题，阐述了在设计施工中采取相应的对策。关键词：主斜井明槽开挖 HSCA-Ⅱ破碎剂皮带保护架碹胎砌碹

唐公塔煤矿位于内蒙古自治区鄂尔多斯市准格尔旗薛家湾镇东南 6km 处，具体位置在唐公塔勘探区东部，矿区位于鄂尔多斯黄土高原，呈典型的黄土高原地貌，地表被广厚的黄土和风沙大面积覆盖。其主斜井为矿井的主要皮带运输的出井通道，兼作矿井的进风井，同时兼作矿井的安全出口，为满足矿井改扩建的需要对其进行扩巷维修施工，主斜井上穿过一条公路，公路海平面标高 1109.9 m，公路平距 34.66 m，与公路垂距 23m，今主斜井井筒净宽 3.0m 净高 2.7m 不具备千万吨皮带设备安装和正常运行的条件，必须对主斜井井筒进行扩断面维修。该单位工程为唐公塔煤矿二期技改工程的主要组成部分，是国有重点投资项目，根据招投标法该项目必须通过招投标来选择施工单位，项目建设方（甲方）为东辰公司唐公塔煤矿，项目施工方（乙方）为具有一级矿建工程施工资质的铁煤集团建设公司矿建分公司来承建。1 由于该巷道是矿井主要皮带运输通道，在施工的同时为不影响矿井正常生产主井皮带必须运转，故对施工带来很大难度，为做好对皮带的正常安全防护，采用如安设皮带保护架、架设临时钢梁等临时防护设施进行维护以确保安全施工。该巷道全长 500.213m，巷道坡度为 160，支护方式井口段 0-34m 为钢筋混凝土砌碹支护，其余巷道为锚喷支护（维修前后设计尺寸详见附图）。施工方案选择确定：主斜井扩大断面工程井口表土过公路段 0-34m 选用明槽开挖施工钢筋混凝土砌碹支护，其余巷道为锚喷支护。该工程的施工难点为对主斜井进行扩大维修时不能影响主井皮带正常运转，故在巷道明槽开挖和主井扩碹前事先搭设好皮带保护架用以保护皮带，锚喷支护段巷道为减少使用炸药爆破对皮带造成的冲击破坏作用，特选用 HSCA-Ⅱ破碎剂对围岩进行静态破碎施工，具体施工步骤如下：

一、表土明槽段施工：开挖前先对井下皮带用金属棚圆木皮带保护架对皮带机进行临时保护，然后表土段采用挖掘机开挖并一次挖掘到位，待该段土方挖掘到位后，清理浮货挖基础、立钢筋网片、浇注混凝土墙体、再立模整体浇筑混凝土砌碹，最后在混凝土达到设计强度后进行表土夯填。

二、锚喷支护段施工：

1、破碹施工：破碹维修施工该段巷道，为减少使用火药对皮带造成的冲击破坏作用，特选用对围岩进行静态破碎施工。2 1）使用 HSCA-Ⅱ破碎剂施工工具： ①采用 7655 凿岩机钻眼，钎杆长 2.2m，一字型∮42mm 合金钻头； ②塑料桶或拌料池 2 个（拌料、盛水）； ③漏斗、水勺、护目镜、电动搅拌器，风动注浆器等。2）、使用方法及一般破碎设计参数：需根据被破碎物的材质、结构、形状和破碎要求等因素设计孔径、孔距、孔深等。下面是一般破碎设计参数表：钻孔参数(H-物体的破碎高度)被破碎物体孔径（mm）孔距（mm）轻质岩破碎中硬质岩破碎岩石切割无筋砼破碎钢筋砼破碎 30-50 30-50 30-40 30-50 300-500 300-500 200-500 300-500 150-300 孔深 H 105%H 90%H 二面切割 15～16 HSCA 使用量（kg/m3）8～10 10～15 一面切割 5～8 80%H H 3～10 15～25 根据现场实际施工环境温度主井为 23°，可选 HSCA-Ⅱ型破碎剂。3）、主井扩断面掘进破碎剂用量与钻孔布置： ①根据破碎参数表，每立方岩石需要 8～10kg 破碎剂破碎效果最佳，目前施工的主井扩断面面积为 6.84m2，每延米破碎剂用量为 54.72～68.4kg/m。钻孔∮42mm，钻孔设计深度 2.0m，装入破碎剂量为钻孔的 2/3m 多，计算得每孔装入混合量为 0.002m3（按 1.5m 计算）。施工过程中可根据实际效果对参数进行调整。3 ②破碎剂眼位布置，主井巷道下行方向左侧开帮宽度为 0.475m，纵向布置 1 排眼，眼位布置在料石墙体内效果最佳，眼距 0.4m；主井下行右侧开帮宽度为 1.225m，纵向布置 2 排眼，第一圈眼排距 0.5m，第二圈眼距第一圈眼距离 0.6m，眼距 0.4m，眼深均为 2.0m。4)、搅拌操作： ①少量人工搅拌时，3 袋无声破碎剂取（5kg/袋）撕开塑料袋将其倒入桶内，取 1 塑料袋水倒入桶内（水：破碎剂＝1：2.5～3.0）搅拌。②大量机械搅拌时，根据施工需要量，按破碎剂重量比为 25～30%，即配合比为水：破碎剂＝1：2.5～3.0，加入 HSCA 和水，用机械或戴橡胶手套的手搅拌成具有流动性的均匀浆体。在环境气温 5°C 以下施工时可用 30°C 左右的温水拌和。5）、注浆充填操作：填孔之前必须将孔清理干净，不得有水和杂物。充填作业可以采用人工直接灌入或用压风注浆器将浆液压入孔内。灌浆必须密实，注浆后不必堵塞孔口。水平或倾斜要用干稠的胶泥状破碎剂搓成条状塞入孔中并捣实。搅拌后的破碎剂浆液体必须在 10 分钟内充填在孔内，否则流动性及破碎效果降低。注浆后待 8～10 小时需破碎围岩开始胀裂。

2、矸石外运：施工过程中由于出货利用主井皮带系统，破除原有料石碹体及扩断面易出现大块岩石，因此容易造成选煤厂破碎机发生故障，影响矿方正常生产，为保证矿井运输系统和生产顺畅，特采用如下措施。1）、采用多打眼、尽可能破碎岩块达到规定要求，减少影响。要求钻眼 4 间距控制在 400mm 之内，眼深不超过 2000mm，施工过程中按照实际情况尽可能减少破碎剂装填量。2）、每循环破碎的岩块必须达到规定要求，岩块粒度小于 200mm，否则不准进入运输系统。3）、小于 200mm 粒度的岩块要求在皮带运转运输煤炭情况下装入，不准集中装入皮带。4）、大于 200mm 的岩块和料石在处理困难的情况下，必须集中堆放在巷道空间较大地点，由矿方统一安排时间由主井皮带集中运输外排。5）、装卸大块岩石和料石时必须在皮带停止状态下进行，严禁在皮带运行时装卸，防止发生意外事故。6）大块岩石和料石装卸地点，、在扩断面掘进工作面由上向下装入皮带，不准超过皮带槽口，装满后所有人员撤至安全地点，联系开皮带运至主井过桥变平点窗户口处卸掉运出窗外。7）由窗外向过桥下卸岩石和料石时，、要提前在过桥下设置围栏和警戒，防止人员进入危险区域造成砸伤人员事故。

2、锚网支护：扩断面后，先进行安全确认，敲帮问顶，找净帮顶浮石、险块，然后用锚杆机按照巷道支护断面图要求，按照具体要求进行临时与永久支护。确定锚杆孔位→ 打锚杆眼到指定深度→退出钎杆→装填锚固剂→装锚杆→安联接手→搅拌药卷 30 秒→凝固不少于 40 秒 →卸掉连接手→按钢带孔位依次施工剩余锚杆→安设钢带→铺设绑扎金属网→上好托盘拧紧螺母。

3、喷浆支护： 5 1）巷帮刷齐、找平→地面拌料运送到喷浆地点 →挖基础确定喷厚标记点 →初喷由墙到拱喷射混凝土 20～30mm →复喷达到 100 mm →收拾回弹料。2）喷射混凝土支护材料喷混凝土强度为 C15，喷射厚度 100mm。喷射混凝土所用材料：水泥为普通硅酸盐水泥，标号为 PO32.5＃，中粗砂，瓜子石为粒径 5～15mm，喷射前应过筛并用净水冲洗干净。速凝剂必须是经国家鉴定的产品，喷射混凝土拌和料配合比为水泥：砂子：石子＝1：1.96：1.96（重量比），水灰比为 0.43，每立方米混凝土拌和料消耗水泥 430Kg，砂子 0.56m3,碎石 0.5m3，速凝剂掺入量为水泥用量的 3％～5％，喷射拱顶时取上限，淋水段可酌情加大速凝剂参入量，速凝剂必须在喷浆机上料口均匀加入。掘进施工及支护效果：该工程使用了静态破碎岩石的新工艺，掘进巷道成型规格好，不仅实现了在不影响矿井正常生产的情况下完成了主井扩大断面施工，提高了矿井的整体运营经济效益，也减少了人员的劳动强度，安全系数有显著提高并防止了使用炸药对皮带等机械设备的破坏冲击作用，支护效果达到预期、支护强度符合设计要求，目前该工程已正常交付使用，一切运转正常。

三、总则矿井建设行业是一个高危行业，随着社会化大生产的不断发展，劳动者在经营活动中的地位不断提高，人的生命价值也越来越受到重视。关心和维护从业人员的人身安全权利，合理安排施工组织与设计是社会主义制度的本质要求，是实现安全生产的重要条件。安全生产事关人民群众的生命则产安全，关系到国民经济持续发展和社 6 会稳定的大局。是贯彻落实科学发展观，构建和谐社会，实现经济发展和社会全而进步的需要。没有安全的保障，便没有职工的高度积极性，就没有施工生产的高效益。因此，科学的施工组织与设计是相当重的，是企业生产经营活动的重要组成部分，是一门综合性的系统科学.也是非常严肃细致的一项工作。

煤矿主斜井第3篇

关键词：煤矿,大断面副斜井,施工技术

1 工程概况

山西汾西正佳煤业有限责任公司正佳煤矿位于山西省隰县东北部下李乡梁家河村,设计生产能力为年产90万t。主斜井设计斜长572.48 m,其中表土段156.19 m,基岩段416.29 m,为早日形成井下的运输系统,不影响矿井其他工程的施工进度,主斜井的快速施工就成为影响矿井建设总工期的主要环节。

主斜井在开始井筒表土段156.19 m掘砌施工初期,由于表土段绝大部分被第三、四系地层覆盖,冲沟发育,呈暗红色黏土结构,含少量砾石层或胶结黏土层,遇水易软化溶解,遇风易干裂剥落,围岩很不稳定。原井筒掘进施工采用YT-28型风动凿岩机凿岩,浅孔光面爆破的施工方法掘进。临时支护采用管棚迎头支护的临时支护方式,具体操作为根据工作面围岩情况,用3根~5根8 m长的管棚,在工作面最前一模拱部向工作面的表土内打入,并超前一个循环距离1 m~2 m,每6 m进行一次超前支护。放炮后进行永久支护,永久支护采用单层钢筋混凝土分段支护。内环筋圆钢Φ18@300 mm,内纵筋Φ16@300 mm,搭接长度35 cm,混凝土厚度拱部500 mm;墙部呈梯形,上部500 mm、下部800 mm,断面基础深度800 mm、宽800 mm,混凝土标号C30。支护段长为3 m,采取从上向下的施工顺序,掘够一次支护段长及时进行永久支护。

在施工过程中由于工序繁琐复杂,工程现场作业人员实际操作困难重重,严重的影响了施工速度。本文就工程实践中影响表土段井筒快速施工的施工工序、支护方式等问题进行了探讨,提出了合理的主斜井表土段施工技术方案与支护方式,并在工程实践中获得了较快的施工速度,缩短了正佳煤矿的矿井基本建设工期,取得了明显的技术经济效益[1,2]。

2 主斜井表土段施工技术方案

2.1 井筒施工方案

选择井筒施工方案时,要综合考虑井筒的围岩岩性、井筒的直径、井筒深度、现场施工机械现代化水平、施工单位管理水平、施工作业人员操作水平高低等因素确定井筒施工方案。针对主斜井表土段的工程及水文地质条件,在表土段围岩允许的情况下,采用1 m3反铲式挖掘机挖掘,人工风镐配合施工。如岩土坚硬,在挖机挖不动的情况下可用打眼放炮的方式,采用中心眼掏槽,周边放震动小炮,然后挖机挖掘人工风镐配合施工掘进,每循环进尺1 000 mm。

2.2 主斜井井筒表土段施工临时支护方案

主斜井井筒表土段施工临时支护采用半圆拱临时支架结合混凝土喷浆联合支护,其中半圆拱支架采用18号槽钢按掘进断面制作临时半圆拱支架,支架分段组成,支架拱腿长2 400 mm(包括基础800 mm),拱架净高2 950 mm,净宽5 900 mm。每掘进1 000 mm支设一架,拱部用6 mm钢筋网挂网,木背板勾顶。支架各段成形工作在地面完成,在井筒掘进断面成形后立即进行临时支护,拱架由铲车运送到工作面,先立两旁拱腿,立腿时要校正好拱腿位置,并按8°迎山角支设拱架。顶部半圆拱现场组合,每个接口由4条20 mm螺栓连接,安装时由机械配合安装。支架组合完成后用拉杆与上一架支架拉接牢固。

钢筋施工同样也是在地面使用钢筋弯曲机将拱部钢筋弯成固定规格的半圆弧形,然后将钢筋使用平板车或人工(离井口近的情况)搬运到井下。

在每掘进5 m~10 m后,将进行一次喷射混凝土临时支护,及时将围岩土层进行封闭,喷射时不拆除临时拱架,喷射厚度100 mm。混凝土强度等级C20。

2.3 主斜井井筒表土段施工永久支护方案

永久支护采用单层钢筋混凝土支护,内环筋圆钢Φ18@300 mm,内纵筋圆钢Φ16@300 mm,搭接长度350 mm,喷射混凝土支护厚度500 mm。但支护方法和以前有所不同,永久支护时不拆除临时支护,将临时支护18号槽钢制作的半圆拱支架一并浇筑在混凝土里边,一方面加强了巷道永久支护的强度,另一方面简化了施工工序,增加了井筒施工期间与后期井筒服务期间的安全性,同时也降低了工人的劳动作业强度,简化了施工工序,提高了施工速度。

喷射混凝土永久支护采用PZ-5F型湿式喷射机。喷射混凝土配拌料,在井口设集中搅拌站,用1台JZC-500C型搅拌机搅拌,6 m3箕斗下料。初喷紧跟掘进迎头,初喷厚度为30 mm~50 mm。多次复喷成巷,成巷滞后掘进工作面迎头20 m~30 m,多次喷射达到设计厚度150 mm。为防止渗水,混凝土中添加JJ91S硅质密实防水剂,添加量为水泥用量的8%。

永久支护仍采用单层钢筋混凝土支护,纵筋采用Φ16 mm螺纹钢,环筋采用Φ18 mm螺纹钢,喷射混凝土支护厚度500 mm。但支护方法和以前有所不同,永久支护时不拆除临时支护,将临时支护18号槽钢制作的半圆拱支架一并浇筑在混凝土里边,一方面加强了巷道永久支护的强度,另一方面简化了施工工序,增加了井筒施工期间与后期井筒服务期间的安全性,同时也降低了工人的劳动作业强度,简化了施工工序,提高了施工速度[3,4]。

3 主斜井井筒施工机械化装备的综合配套

井筒施工机械化装备的综合配套必须考虑水文地质条件、作业方式和施工工艺以及能够满足工程质量要求等方面的要求,同时保证各配套设备性能稳定、可靠,充分发挥其(下转第135页)(上接第84页)综合效能。

考虑到提升能力与装岩能力的匹配,表土段施工期间采用WZJ150型履带式挖斗装岩机装岩,提升采用JK-2.0/20提升机,单钩提升,6 m3箕斗,地面设翻矸架,ZL-50型装载机配10 t自卸汽车排矸。混凝土搅拌系统由井口附近设集中搅拌站,2台JS-750搅拌机搅拌混凝土。混凝土输送泵直接将混凝土入模,风动振动棒捣固。喷射混凝土临时支护采用PZ-5F型湿式喷射机,初喷厚度为30 mm~50 mm。多次复喷成巷,多次喷射达到设计厚度100 mm。井筒施工期间通风系统选用FBDNO6.3/2×22型对旋风机,800 mm PVC阻燃性风筒压入式通风。排水系统备用1台DC50-80×4型卧泵排水及风泵和潜水泵,根据井筒涌水情况,在适当部位开凿临时水仓,采用多级提升将工作面水排出地面[5]。

4 几点体会

1)合理的施工工序与支护技术,不仅要满足矿井巷道支护强度的要求,同时还要考虑施工过程中操作的可行性。本文通过分析正佳煤矿主斜井表土段施工的特点和要求,对表土段井筒施工过程中的施工工序和支护技术进行了优化,实现了表土层大断面井筒的快速施工,而且大大减轻了工人的劳动强度,技术经济效益明显。2)对表土段井筒施工期间的机械设备进行配套优化,既降低了工人的劳动强度,又减少了施工作业时间,并能更大程度地发挥机械设备的生产能力,有力地保证了矿井基本建设的按期完成。

参考文献

[1]高喜才,伍永平,董柏林.复杂围岩环境大断面斜井筒耦合支护技术实践[J].煤炭工程,2008(1):43-45.

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[4]慕杨,李景涛.煤矿斜井风化破碎带堵水、围岩加固技术研究[J].煤炭技术,2011(3):8-10.

主斜井井筒春节假期停、复工措施第4篇

安全技术措施

矿别: 苇子沟煤矿措称名称: 主斜井井筒春节假期停、复工安全技术措施

编制单位: 中煤31处苇子沟项目部

编制人: ##

编制日期： 2013年1月12日

根据项目部安排，决定春节期间自2013年1月20日早8:00点至2月19日24时主斜井井筒停工放假，预计2013年2月20日早8:00点恢复生产。为加强停产期间的安全管理、杜绝各类事故发生，特制定主斜井井筒停工期间安全技术措施，望各部门严格执行。

一、方案

春节期间涉及的日常管理工作有机电、通风瓦斯检查、抽水、炸药库、井口检身、食堂、锅炉房、地面防火防盗。

1、主副井区和风井区每天各安排一名项目部领导24小时地面值班，负责安排项目部日常工作、及时掌握矿井放假期间各方面的动态，预防和处理全矿井突发事件。

2、井筒每班安排一名瓦斯检查员、一名抽水工。

3、主副井区和风井区风机房每天安排一人值班，负责矿井通风系统24小时不间断供风。

4、机电队每天安排两人负责维持矿井机电系统、设备的正常运行。

5、井口检身房每天安排一人负责对出入井人员进行登记。

6、锅炉房每天安排两人负责24小时向澡堂提供热水及暖气供暖。

7、炸药库每天安排四人负责库房及爆破材料安全。

8、食堂每天安排一人负责全项目部人员的生活。

9、主副井区和风井区各安排6名保卫，负责工业广场的设备、材料等安全。并定期巡回检查项目部所及范围，加强夜间巡逻工作，确保项目部财产安全。

10、春节放假期间，留守管理人员实行24小时值班制度，值班期间严禁脱岗。

11、加强井口管理，确保24小时有人值班，严防外来人员误入井内导致事故发生。

12、当班值班人员（包括地面值班人员）严禁喝酒，项目部将安排人员进行检查，如有违反必须严惩。

二、停产前安全措施

1、停工前由项目部组织调度、安监、技术、生产等部门对主斜井工业广场进行全面检查，对检查的问题下“三定”表，对存在问题和隐患要全部整改、落实，不得将隐患遗留到停产以后，掘进工作面的文明生产、工程质量在停产前达到安全质量标准化要求。

2、停工前机电队要对电气设备严格检查一次，保证机电设备台台完好，对查出的问题及时安排落实处理。

3、停工前机电队要把所有电气设备的断电保护检查试验一次，对保护不灵敏、不可靠的要及时更换，确保灵敏、安全、可靠。

4、停工前要上报留勤人员、单位值班人员名单。

三、停产期间安全措施

1、停工期间，项目部必须安排电工值班，值班电工必须在便于联系的地点待命，如果出现事故，必须立即赶到事故地点进行处理,尽快恢复送电。

2、停产期间所有电气设备（电缆）要带电备用，以防设备受潮。

3、任何人员不得私自停电和私自检修。停送电必须严格执行电业安全规程，严格执行“两票制”；停电、验电、放电、挂接地线等要按照保证安全的技术措施执行，并专人联系停送电，停电开关应挂警示牌，并设专人看护。

4、停工期间，值班人员必须做到现场交接班，班前班后到调度室汇报。

5、停工前安排好工业场地的安全保卫工作。

6、停工前，明确值班人员及巡逻队人员名单。值班人员及巡逻队人员要认真负责，做好保卫工作。

四、复工安全措施

1、预计2月20日早08：00复工。复工前项目部组织安监、技术、调度、生产队队长、技术员、跟班队长等人员对工业广场、生活区等关键部位、重点环节进行安全生产检查，对发现的安全隐患及时定人、定时、定措施进行处理，确保安全生产设施正常运行及安全复工。

2、复工领导小组：组长：李利平

副组长：靳至宇、辛培平、张兴昌、孙文生、张俊彪、任晨芳

魏赞军、刘文利

成员：徐宝林、武辉、肖鹏、王立朝、王洋、张兴宝

烟保旗、张书合、孙家生

3、复工前加强职工的安全培训教育工作，组织全体干部职工认真学习《煤矿安全规程》、《施工作业规程》以及上级部门下发的各类文件。

4、复工前，严格检查停产初期项目部自检问题的整改情况。整改不合格的加大处罚力度，促其尽快整改并向项目部提交报验申请。否则，不允许恢复生产。

5、复工前，复工领导机构小组组织一次对各生产系统的全面验收，并拿出验收意见，合格后方可准许复工。否则，不允许恢复生产。

6、复工前，要提前对职工重新传达贯彻《施工作业规程》及其相关技术文件，并做好记录。

7、机电队在开工前，对所有电气保护进行一次全面检查试验，确保齐全、可靠方可恢复生产。

8、借此次停工时机，开好总结会议，认真总结以往施工过程当中存在的安全管理上的不足之处，吸取好的安全管理经验，以便于更好的作好以后的施工安全管理工作。

12、复工后，严格执行项目部领导带班制度，切实把各项安全管理工作落到实处。

13、经项目部检查具备开工条件后，报监理单位、建设单位共同检查验收后，方准开工。

五、具体要求

1、停工期间，要加强对值班人员、保卫人员的安全管理，上下班及上下井情况及时向调度室及值班领导汇报。

2、停工前、停工期间和恢复生产前检查验收要严格执行谁检查、谁负责的检查验收制度，落实检查责任。

3、施工队要随时掌握职工情绪和思想动态，严禁酒后、有思想情绪、疲劳人员及不放心人员下井和上岗。

4、要严格各级领导24小时不间断的值班制度，全面掌握各种情况，全权协调和处理停工期间存在的问题。

5、要认真组织职工学习安全措施，并有学习记录和个人签字。不懂措施内容的人员不得上岗，安监部门要严格监督检查。

煤矿主斜井第5篇

目前,针对我国煤矿突出灾害,虽然在防突技术及方法研究上取得了大的进步,但仍然存在着不足,主要表现为揭煤技术侧重于安全方面的考虑而存在揭煤速度慢、揭煤时间长的问题。因此,明矾沟煤矿主副斜井揭煤采用联合揭煤技术方法,以提高揭煤速度、减少措施工程量、缩短工期,同时可节约成本,缓解安全投入少的压力[1]。

1 揭煤区域概况

1.1 巷道施工情况

主斜井与副斜井平距40 m,井口标高+1 778 m,巷道净宽3.4 m,净断面积9.9 m2,按方位角205°、倾角26°,已施工501 m,标高+1 559 m。

副斜井井口标高+1 780 m,巷道净宽3.8 m,净断面积12.5 m2,按方位角205°、倾角25°施工至488.4 m,标高+1 576.3 m,揭露下10煤层时发生煤与瓦斯突出,目前已在离端头8 m处施工一厚0.8 m的密闭墙。

1.2 煤层瓦斯基本参数

下10煤层结构单一,厚3.75～10.45 m,平均厚6.14 m,沿煤层走向呈中间薄、两端厚,倾向上由浅至深有增厚之势,属较稳定煤层,与上部下7煤层间距113.50 m,与下部下12煤层间距43.68 m。下12煤层结构单一,厚0.31～2.35 m,平均厚1.28 m,全区走向上和倾向上都较稳定,从东向西略有变薄现象。各煤层瓦斯基本参数见表1。

2 主副斜井联合揭煤设计

2.1 地质探孔

在主斜井端头施工1#、2#地质探孔,探明巷道预掘进前方煤体位置及倾向变化,再根据1#、2#地质探孔探明的情况分别布置1′、2′、3′、4′地质探孔,探明煤层走向的赋存规律。地质探孔竣工参数见表2,竣工图见图1。

根据竣工资料计算结果表明,下10煤层赋存为N109°E∠81°,煤厚约5.6 m,与主斜井按方位205°延伸夹角84°,距下12煤层约30 m,目前主斜井501 m端头顶板距下10煤层顶板间距15 m。下12煤层赋存为N107°E∠77°,煤厚约1.2 m,与主斜井夹角82°,且2#地质探孔按主斜井延伸倾角-25°过下12煤层底板后前探72.96 m未见其他煤层出现。

2.2 揭煤流程

鉴于下10煤层与下12煤层间距仅30 m,且由主斜井501 m位置施工钻孔至下12煤层的孔长一般在50～60 m,因此,决定不采用每层煤单独采取措施揭开的方法,而是首先由主斜井501 m位置施工预抽钻孔一次性贯穿下10、下12煤层,保证下12煤层的控制范围满足要求,再对下10煤层控制范围内的空白区域进行补充钻孔,且仅穿透下10煤层,完成主斜井揭煤工作后,分别由主斜井见下10煤层位置和见下12煤层位置向副斜井方向施工顺层钻孔,完成副斜井揭下10、下12煤层工作。揭煤流程如图2所示。

2.3 主副斜井揭煤设计

2.3.1 主斜井揭煤设计

1)控制下10、下12煤层预抽钻孔

预抽钻孔在下12煤层见煤点设计控制巷道轮廓线上帮煤体15.9 m、下帮10.8 m,左右帮各14.1 m。共设计6排钻孔(4～9排),每排7个钻孔,共计42个钻孔,各相邻钻孔终孔点间距6 m。

2)仅控制下10煤层预抽钻孔

主斜井揭穿下10煤层预抽钻孔见煤点设计控制巷道轮廓线上帮煤体12.9 m、下帮8.6 m,左右帮各13.5 m。

在第4排钻孔的上部设计3排钻孔(1～3排),每排11个钻孔,控制下10煤层巷道轮廓线上部3.7～12.9 m的煤体,各相邻钻孔终孔点间距4 m。在第9排钻孔的下部设计2排钻孔(10～11排),每排9个钻孔,控制下10煤层巷道轮廓线下部2.4～8.6 m的煤体,各排钻孔终孔点间距4 m。在第一阶段钻孔4～9排的基础上每排钻孔左右各增加3个钻孔,控制下10煤层巷道轮廓线左右两侧3.3～13.5 m的煤体,同一排各相邻钻孔终孔点间距4 m。

预抽钻孔采用Φ75 mm PDC钻头进行施工,每个预抽钻孔进入煤层底板至少1 m。总体设计如图3所示。

2.3.2 副斜井揭煤设计

为缩短揭煤工期,主斜井揭煤工作结束后,由主斜井沿下10、下12煤层分别向副斜井位置施工走向顺层钻孔。

设计沿副斜井轮廓线下10、下12煤层上帮控制14 m、下帮控制9 m,左右两帮各控制12 m,预抽钻孔终孔间距3 m,下10煤层设计20个钻孔,下12煤层设计10个钻孔,共计30个钻孔,如图4所示。

2.3.3 效果检验及验证

揭煤前的防突措施效果检验方法,以直接瓦斯含量(残余含量)测定为主,以钻孔施工过程中的动力现象分析为辅。在工作面中上部、两帮附近、正前方、下部各布置1个钻孔,共5个钻孔取煤样测定。效果检验孔长度以能够控制预抽范围为准,并且至少有一个检验测试点位于要求预抽区域内距边缘不大于2 m的范围内。残余瓦斯含量临界值为8 m3/t,当直接瓦斯含量测定值小于8 m3/t时,防突措施有效,否则采取补充措施。

在掘进至端头距离煤层间距5、2 m位置时,分别进行区域验证。区域验证采用钻屑瓦斯解吸指标法。检验指标采用K1值,其临界值干煤K1=0.5 mL/(g·min1/2),湿煤K1=0.4 mL/(g·min1/2),当测定值小于临界值时,防突措施有效,否则采取补充措施[2,3,4,5,6]。

3 结语

1)明矾沟煤矿主副斜井单独揭下10、下12煤层,每层煤需用时3个月,揭煤工期共需12个月。而主副斜井联合揭下10、下12煤层,集中施工,集中抽采,平均每层煤需用时1.5个月,揭煤工期共需6个月,工期缩短了6个月,大大提高了揭煤速度。

2)主副斜井单独揭下10、下12煤层,根据煤层赋存情况及石门揭煤需控制范围,每层煤钻孔工程量约3 000 m,揭煤总钻孔工程量约12 000 m,且全为穿层钻孔。而主副斜井联合揭下10、下12煤层,揭煤总钻孔工程量约6 000 m,其中顺层钻孔约1 000 m,不仅钻孔工程量减少了一半,而且节约了成本,缓解了安全投入少的压力。

摘要：通过对明矾沟煤矿主副斜井揭煤区域巷道施工情况、揭穿煤层赋存状况及煤层瓦斯基本参数的分析,提出了主副斜井联合揭煤的技术方法。该联合揭煤方法既可以提高揭煤速度、减少措施工程量、缩短工期,又可节约成本,缓解安全投入少的压力。

关键词：突出煤层,联合揭煤,揭煤方法,探讨

参考文献

[1]葛兆龙,陈久福,杨晓峰,等.“五步法”渐进式快速石门揭煤新技术原理及应用研究[J].矿业安全与环保,2011(4):24-27.

[2]国家发展和改革委员会.石门揭穿煤与瓦斯突出煤层程序技术条件[S].2005.

[3]汪跃,江天生.高突矿井石门掘进工作面的瓦斯综合治理技术[J].矿业安全与环保,2002(S1):11-12.

[4]魏建华,罗继福.双环圈密集布孔法卸压揭煤过煤门防突技术[J].矿业安全与环保,2000(6):48-49.

[5]胡宝军.石门揭煤综合防治突出技术[J].矿业安全与环保,2004(4):56-57.

煤矿主斜井第6篇

关键词：巷道贯通,贯通测量,误差预计

1概述

贯通测量是矿山测量一项十分重要的工作。贯通点误差的大小, 关系整个工程质量和使用。井巷贯通, 就是要保证两井均沿着设计位置与方向掘进, 使贯通后接合处的偏差不超过规定限度, 对采矿生产不造成严重影响。贯通测量的主要内容是根据贯通测量的总类和允许偏差, 选择合理的测量方案, 根据所选择的测量方案, 进行施测和计算, 并对施测成果进行精度分析。根据测量资料, 计算贯通标定的几何要素, 并进行实施标定。

2贯通测量的分类和允许偏差

巷道贯通是指掘进巷道在不同的地点, 以两个或两个以上的工作面分段掘进, 最后按设计要求在预定地点彼此接合。贯通一般分为两大类:第一类是沿导向层的贯通, 就是巷道沿煤层或某种岩层等地质标志的贯通, 它又分为两种, 即沿导向层贯通的水平巷道和沿导向层贯通的倾斜巷道;第二类是不沿导向层的贯通, 它又分为三种, 即同一井内不沿导向层的贯通、两井间的导向贯通、竖井贯通。

巷道贯通点的偏差可能发生在空间的三个方向上, 即沿着巷道的方向, 垂直于巷道方向的水平方向和垂直方向。第一种偏差只对贯通在距离上有影响, 对巷道质量没有影响;后两种方向的偏差对巷道质量有影响, 我们称这两种方向为贯通的重要方向。贯通的允许偏差是针对重要方向来定的。但对于竖井贯通来说, 对工程质量有影响的则是平面位置的偏差。

井巷贯通的允许偏差, 主要根据工程的需要, 按井巷的种类、用途、施工方法, 以及测量工作所能达到精度来确定, 一般各类贯通的允许偏差值如下:

a.平巷或斜巷贯通, 中线的允许偏差值为0.3~0.5m;腰线允许偏差值为0.2m。b.立井贯通, 当全断面掘砌永久井壁时, 井筒中线允许偏差值为0.1m;当井筒中预安罐梁罐道时, 井筒中线允许偏差值为0.01~0.03m, 小断面掘进时, 为0.5m。

3贯通测量误差预计的一般方法

根据实际情况选择可能的测量方案。将最初设计的几种方案的对比, 根据误差大小、技术条件、工作量或成本大小、作业环境好坏等因素进行综合考虑, 结全以往的实际经验, 初步确定一个较优的贯通测量方案。

测量方案初步确定后, 根据所选择的测量仪器和方法, 确定各种误差参数。选择误差预计的参数可按以下先后顺序选择:a.采用本矿平时积累和分析得到的实际数据;b.比照同类条件的其他矿井的资料;c.采用有关测量规程中提供的数据;d.采用理论公式来估算各项误差参数。上述四种方法可以结合使用, 并相互对比, 从而确定出最理想的误差参数。

依据初步选定的贯通测量方案和各项误差参数, 就可估算出各项测量误差引起的贯通相遇点在贯通重要方向上的误差。通过误差预计, 不但能求出贯通的总预计误差的大小, 而且还可以知道哪些测量环节是主要误差来源, 以便在修改测量方案与测量 (转下页) 方法时有所侧重, 并在将来实测过程中给予充分注意。

将估算所得的贯通预计误差与设计要求的容许偏差进行比较, 若预计误差小于容许偏差值, 则初步确定的测量方案与测量方法是可行的。当然预计误差值过小也是不合适的。若预计误差超过了容许偏差, 则必须调整测量方案或修改测量方法, 再重新进行估算。

4测区简介

对船景煤矿主平硐与排矸平硐进行贯通前的测量联测, 主要任务是检测船景煤矿地面GPS控制点, 并做由GPS点至主平硐、排矸平硐井下所有的首级控制导线测量, 为船景煤矿施工建设单位复测复核, 防止产生粗差。船景煤矿设计主平硐与排矸平硐之间进行井下巷道贯通, 贯通相遇点为K。船景煤矿主平硐与排矸平硐两井筒相距2656米, 贯通巷道总长约8000米。巷道测量分别从主平硐井口、排矸平硐井口开始, 沿不同巷道向贯通巷道相遇点K相向测量。参照《煤矿测量规程》和《工程测量规范》以及《船景煤矿贯通测量联测技术要求》的要求, 地面平面控制按照一级导线测量精度进行测量, 地面高程控制测量采用四等水准高程测量, 井下平面控制测角精度为7″, 井下副斜井、东风斜井高程控制采用采用三角高程测量, 平巷采用水准测量进行检核。根据工程要求, 确定贯通限差如下:水平重要方向允许偏差:±0.3m, 竖直重要方向允许偏差:±0.2m。预计贯通点K在主平硐1750米左右, 巷道断面一般宽为4.6m。井巷贯通时, 就是要保证主平硐与排矸斜井两井均沿着设计位置与方向掘进, 使贯通后接合处的偏差不超过规定限度, 对采矿生产不造成严重影响。

5贯通测量误差预计

5.1贯通分析。贯通测量误差预计是对贯通精度的一种估算。它不是预计贯通时间偏差的大小, 而是预计贯通偏差最大可能出现的限度。因此误差预计只有概率上的意义。《煤矿测量规程》规定, 进行重要贯通测量时应做误差预计。根据《矿山测量规程》规定和矿山测量学理论分析, 本类贯通Y'方向对巷道用途无影响, 只需要进行X'方向和高程控制和误差预计。

5.2贯通误差预计

5.2.1贯通相遇点K在水平重要方向上的误差预计

Ⅰ地面导线测量误差引起k点在x轴方向上的误差:

a.测角误差引起的误差K点在方向上的误差

其中:

—地面导线测角中误差;

—K点与各导线点连线在y轴上的投影长。

b.测边误差引起的误差K点在方向上的误差

其中:

—光电测距的量边误差;

Ⅱ由定向误差引起K点在重要方向上的误差预计

由于本次贯通巷道属于平巷或斜巷, 所以定向误差忽略不计。

Ⅲ井下导线测量误差引起K在重要方向上的误差预计

a.井下排矸平硐测角误差引起的在重要方向上的误差预计:

b.井下排矸平硐导线测边误差引起的在重要方向上的误差预计: (由于未知井下平巷和斜巷的具体位置, 故都视为斜巷)

c.井下主平硐测角误差引起的在重要方向上的误差预计:

d.井下主平硐导线测边误差引起的在重要方向上的误差预计: (由于未知井下平巷和斜巷的具体位置, 故都视为斜巷)

5.2.2贯通相遇点K在高程上的误差预计

Ⅰ.地面水准高程测量引起的K点高程上的误差:

地面水准 (三角) 高程线路全长L=3.771791km, 根据《规程》规定,

L—三角高程路线总长度, 单位:Km

Ⅱ井下高程测量引起的在竖直方向上的误差

由于本次测量采用井下三角高程测量, 故不予考虑井下水准测量引起的K点高程误差的影响。井下三角高程测量引起的在竖直方向上的误差预计:三角高程测量路线全长3.807206km, 根据《规范》规定, 其在竖直方向上引起的误差为:

其中:

—为每公里高差中误差

L—三角测量路线全长, 单位:Km

根据以上的公式计算得出, 在K点的贯通误差在重要方向上为0.230m, 在竖直方向上为0.058m, 小于设计的在重要方向上的0.3m和竖直方向上的0.2m, 说明该贯通设计符合技术要求。

5.2.3巷道贯通关于井下导线边长化归到投影水准面和高斯投影面的改正。对于一些特大型重要贯通, 应根据矿区在投影带内所处的位置, 近井网的情况, 矿井地面与井下巷道的高差等情况, 考虑加入井下导线边长划归到投影水准面的改正, 通过相关公式计算得到该工程的综合改正数为1mm, 可以忽略。

5.2.4总结。a.根据以上贯通测量误差预计的精度分析及实际贯通结果, 说明其贯通工程的测量方案是可行的, 测量方法科学合理。b.采用井下已建立的7″导线和II级水准网作为基本控制, 既确保了定向成果的可靠性, 又有利于提高贯通测量精度。c.井下导线测角中误差7″, 量边偶然误差影响系数a=0.005, 系统误差影响系数b=0.000 05, 对于0.5 km以内的导线, 测量精度可以满足贯通限差的要求。

6结论

精度要求很高的重要贯通, 要采取提高精度的相应措施, 首先要设法提高定向测量的精度;在施测高精度导线时, 要尽可能采用长边导线。对个别边长较短的测站, 必须设法提高一起对中和觇标对中的精度, 要采取防止风流影响的措施, 如将测点设置在底板上, 并增加测回数。

参考文献

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煤矿主斜井第7篇

关键词：带式输送机,配套,决策

0 引言

同发东周窑煤业有限公司矿井是设计年产量达10.0 Mt的特大型现代化矿井。该矿井采用主副井混合开拓方式, 其中主斜井井筒斜长1 703.325 m, 倾角16°, 该井筒布置一部DTL180/4×2240型带式输送机, 是矿井生产的主要提升系统, 担负着全矿井井下10.0 Mt/a的原煤提升任务;其技术参数和性能指标, 在目前国内外同类型主斜井提升胶带输送机配套的机电设备中均属一流;特别是配套选用的St/S7000阻燃型钢丝绳芯抗撕裂输送带, 其带强达到了亚洲之最。另外, 其它带式输送机的机型及驱动装置、电气控制系统和液压拉紧装置等设备的选型均达到了国际领先技术水平。同发矿井主斜井DTL180/4×2240型带式输送机机电设备的正确选型及合理配套, 为我国大倾角、远距离、大运量、高带速、大功率带式输送机的发展提供了一个范例。

1 配套设备技术参数

运输机形式:头部卸料, 尾部受料, 采用头部4×2 240 k W (2∶2) 电机驱动

输送带宽度:1 800 mm输送带强度:ST7000

整机长度 (斜长) :1 704 mm带速:5.6 m/s

运输能力:4 000 t/h运输倾角:16°~14°

电机功率:4×2 240 k W驱动滚筒:Ф=2 040 mm

提升高度:468.685 m驱动装置:变频软启动

减速机:ML3PSF150-28逆止器:BC-1200MA

制动器:SHI252×4张紧装置:ZYJ-500J (01-160)

输送带:阻燃型钢丝绳芯抗撕裂输送带

2 带式输送机机型的确定

按照带式输送机运输方式, 能够实现大倾角输送的带式输送机机型主要有五种:压带式、波纹挡边式、花纹带式输送机、管状式和深槽角式。其中:压带式输送机和管状式输送机均能满足大倾角运输的要求;但前者结构复杂, 后者需要较大带宽及特殊的托辊;且两者造价均较高, 而且很难满足输送带强度的要求。虽然花纹带式输送机倾角能满足要求, 但清扫困难, 而且传动效率受花纹与改向滚筒之间的比压许用值的限制。此外, 花纹挡边式因为输送带不能返绕, 其传动效率大受限制, 只能用于输送距离较短的场合, 而且几乎不能清扫。

相比之下, 采用“深槽角式”带式输送机优点较多。该带式输送机设计上托辊组采用35°槽形角, 下托辊组采用V型托辊组, 槽形角设计为10°。“深槽角式”带式输送机可用普通输送带实现大倾角输送, 传动功率与普通带式输送机相同, 不受特殊条件的限制。清扫、制造均较方便, 造价较低;而且V型深槽角式托辊的布置, 在装载量小时当量摩擦系数仍较大, 不易滑料;托辊两尖角不与输送带接触, 对输送带寿命有利;在煤矿的应用十分广泛, 采用“深槽角式”带式输送机是理想的选择。

3 驱动方式的确定

综合考虑现场实际情况和带式输送机各类驱动方式的先进性、可靠性和性价比, 同时在横向对比其它方案的基础上, 我们采用5台 (四用一备) 2 780 k W/6 k V, 且具有一体化设计和优越调速功能的西门子罗宾康完美无谐波高压变频软起动装置, 实现对皮带输送机机头部安装的4台单机功率为2 240 k W、电压等级为6 k V高压电动机进行变频驱动和控制。5台变频器采用一拖一方式, 4台运行、1台备用, 即用4台完美无谐波高压变频器分别驱动4台电机, 4台变频器均工作于速度模式, 同时采用主从控制方式, 1台作主, 另3台作从, 且用最新的PLC+drop control控制功能, 确保变频器之间功率平衡和速度同步。

罗宾康高压变频器采用先进的矢量控制技术构成高性能交流调速装置, 经实地考察可长期可靠地应用于长距离带式输送机等恒转矩负载中, 其具有起动转矩大, 过载能力强等特点。可以在轻装、重载等各工况下可靠、有效地控制带式输送机柔性负载的软启动和软停车整个动态过程, 并在全过程中实现胶带输送机驱动电机之间的功率平衡和速度同步;同时能够提供可调验带速度, 由此降低快速起动和快速停车过程对机械和电气系统的冲击, 避免洒料与叠带, 有效地抑制了胶带输送机动态张力波可能对胶带和机械设备造成的危害, 大大延长了胶带输送机的使用寿命, 进一步增加了输送系统的安全性和可靠性。

4 张紧装置的确定

张紧装置采用尾部张紧, 选择ZYJ500J (01-160) 型液压自动张紧装置。其张紧小车的最大张紧力达160 k N。该张紧装置的优点是能够根据输送机在起动和正常运转时拉紧力的不同, 确定合理的输送带张力;输送带张力能够实现自动调节, 具有快速响应的拉紧力自动补偿功能和瞬时张力监测装置及限位开关保护;同时, 起动时的拉紧力是正常运行时拉紧力的1.4~1.5倍, 而且具有断带时自动停止输送机和打滑时自动增大拉紧力的功能;可与集控装置连接, 实现对该装置的就地和远距离控制, 保证输送机在理想的工作状态下工作;并且其结构紧凑, 安装空间较小, 大大地减少了主斜井井筒尾部巷道的掘进开拓工程量。

5 其它配套设施

该带式输送机的逆止器、联轴器、减速机、托辊和胶带等部件均配套国内外先进产品。其中电机选用南阳YB800-4防爆型、变频调速电动机;减速机采用SEW公司ML3PSF150型减速机, 其速比为28、额定功率为4 600 k W;选用马兰1200MA型低速轴逆止器, 额定逆止力矩达1 626 k N·m;盘式制动器配套西伯瑞公司SH1252盘式制动器, 8副制动头, 制动盘直径2 200 mm, 额定制动力距达1 280 k N·m;驱动滚筒采用铸焊结构, 菱形铸胶, 铸胶厚度达20 mm;托辊选用陆美嘉Ф=194 mm, 非注油式, 免维修托辊;清扫器整机配马丁公司重型一级清扫器、二级清扫器和回空段清扫器各一套;输送带选用凤凰输送带厂St/S7000钢丝绳芯输送带, 宽度1 800 mm, 上下覆盖胶厚度12+10 mm, 上层加装防撕裂网, 符合国家行业标准要求。另外, 配套徐州劳力达断带抓捕器, 能够安全可靠的抓捕输送带断裂或失控后突然下滑的重、空段输送带, 直至卡死为止。避免输送带下滑造成重大损失。同时在主井井口房输送带下带面安设澳大利亚CBM公司cbmRemote MFT型输送带远程在线监测系统, 该系统通过对输送带的实时动态扫描获得所有钢丝绳以及接头状况, 可在线监测钢丝绳输送带内的钢丝绳断头、锈蚀、损伤、断丝、接头抽动和接头脱胶等情况。有效地保障了输送机安全可靠的运行。

6 结语

同发东周窑煤业有限公司主斜井DTL180/4×2240带式输送机自2011年9月19日投入运行以来, 近两年时间, 生产原煤1 000多万吨, 取得了良好的的社会和经济效益。该带式输送机具有国际领先技术的选型及合理的配套, 为我国千万吨高产高效矿井大倾角、远距离、大运量、高带速、大功率带式输送机的发展提供了一个案例, 具有极大的推广价值。

参考文献

[1]闻邦椿.机械设计手册[M].机械工业出版社, 2010.

[2]王林祥.煤炭机电工程师技术手册[M].煤炭工业出版社, 2012.

[3]顾永辉.煤矿电工手册[M].煤炭工业出版社, 2002.

煤矿主斜井第8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

煤矿主斜井第9篇

1 概况

2011年3月25日新主斜井进入矿老系统储煤仓段掘进施工, 根据兰州煤矿设计研究院主斜井施工设计方案, 新主井在K0+678~K0+682m段距老系统采区煤仓下口平距3.2m、高差1.7m, 施工难度极大, 一招不慎则会穿透巷道, 导致全矿井停产, 为了确保新主斜井顺利通过老生产系统煤仓, 生产技术部对新老系统巷道关系进行了重新测量定位。公司组织召开了施工单位、监理单位联和参加的关于新主斜井过老系统煤仓专题会议, 制定了切实可行的过老系统煤仓处理方案。

2 处理方案

2.1 控制爆破

要求对K0+673~K0+678m段K0+687~K0+697m段进行控制爆破, 对K0+678~K0+687m段进行限制爆破, 在掘进施工时只能进行掏槽爆破后再进行人工扩大至设计断面, 掏槽眼距离底板不小于1.5m, 多打眼、少装药, 以减小振动, 严禁一次全断面爆破。如此一来虽然降低了施工进度, 但确保了安全。

2.2 加强支护力度

加强过煤仓段新主斜井支护力度, 除正常拱架、锚杆、锚网支护外, 增加锚索支护, 支护方式为“2+1”梅花形布置。

巷道形状:为直墙半圆拱形

规格尺寸:净宽×净高=3600mm×3500mm。

2.2.1 临时支护

掘进过程中临时支护采用锚杆、锚索、钢筋网、喷射砼联和支护, 参数为:Φ6.5mm钢筋网片, 眼孔直径120mm×120mm;Φ18mm锚杆, L=2600mm, 纵环向间距均为800mm;Φ17.8mm锚索, L=7000mm, 环向三根 (拱顶一根, 两拱肩45°处各一根) , 纵向间距2400mm;C20喷射砼, 厚度150mm。

施工顺序为:掘进→初喷→挂网→锚杆→锚索→喷砼。

注意事项:钢筋网搭接采用双排双扣, 密贴岩面;锚杆尽可能与围岩结构面垂直;锚索采用端锚, 锚固剂不少于5支。

2.2.2 永久支护

永久支护采用钢拱架、钢筋网、喷射砼支护, 具体为:11号矿用工字钢拱架, 纵距600mm, 拱架加工时采用冷弯工艺加工成三段 (拱部一段, 两直墙各一段) , 段与段间采用连接板钻孔用Φ18mm高强螺栓连接, 边接板采用12mm厚钢板加工, 拱架稳定采用5根 (拱部一根, 两直墙各两根) Φ18mm锚杆, L=2600mm;Φ6.5mm钢筋网片, 眼孔直径120mm×120mm, 搭接采用双排双扣;C20喷射砼, 厚度160mm。

施工顺序为:架拱→挂网→喷砼。

注意事项:拱架基础浮碴必须清除干净, 必要时应用混凝土块塞垫, 确保基础强度。

未尽事项详见附图。

2.3 底板永久处理

对K0+678~K0+687m段巷道底板扎铺￠16mm@200mm双层钢筋网, 在靠近底板的两边帮部加打加强锚杆, 间距800mm, 双层钢筋网片与锚杆绑扎连接成整体, 然后浇筑300mm厚C25混凝土, 待混凝土达到一定强度后方可继续施工。

3 施工主要技术要求

(1) 锚杆螺母扭矩:120N·M、锚固力:不低于7T。

(2) 喷砼强度:达到C20、喷厚:达到设计要求。

(3) 锚杆间排距:800mm×800mm, 允许误差±100mm, 要求安装牢固, 托板紧贴岩面, 锚杆角度与巷道轮廓线的角度不小于75°。

(4) 钢筋网的网格必须焊接牢固, 压接 (或绑扎) 牢固, 并应在使用前清除锈污。

(5) 采用工字钢拱架支护, 掘进时预留断面为4220mm×3910mm, 工字钢拱架规格为净宽×净高=3700mm×3740mm, 每架棚间距600mm。

(6) 拱架稳定采用5根 (正顶部一根, 两帮各两根) Φ18mm, L=2600mm的锚杆固定。