副立井提升

副立井提升（精选7篇）

副立井提升 篇1

随着煤矿生产的发展, 优化改造现有的副立井提升系统, 使其提升能力与主立井提升系统能力, 以及其他生产环节相适应, 是当前煤矿技改中的一项重要工作, 对于实现矿井主提升系统与辅助提升系统间的均衡配套和安全高效生产, 具有重要的意义。本文在从煤矿现有副立井提升系统和优化改造两个方面做了介绍。

1 现有副立井提升系统介绍

煤矿现有的副立井提升系统为洛阳矿山机械厂生产的JKMD-5×4Ⅲ型绞车, 多绳摩擦式提升系统。提升系统的直流调速系统为ABB公司DCS800型整流装置。电机的规格为2240KW多级直流电机, 与绞车滚筒同轴, 无减速机。提升系统的制动系统为液压闸盘, 自2011年投入使用至今。副立井提升系统已经投入使用多年, 在当前的实际运转中, 出现了以下的问题:一是机械部分制动盘偏摆幅度较大, 二是加速和减速大, 人员在乘罐时有很大的不适感;三是电控系统参数优化不完善, 频频出现故障;四是爬行阶段颤动较厉害。上述问题的存在, 严重影响了人员和物料提升的安全性, 应进行优化改造。

2 副立井提升系统的提效优化

2.1 制动盘整形

JKMD绞车制动闸采用的是盘式制动闸, 作为提升机制动的重要部件, 盘闸的安全制动和空动行程时间与形位误差之间关系密切。由于煤矿的副立井提升系统投入使用多年, 提升机制动盘的偏摆幅度较大为1.1mm, 对绞车的安全运行已经构成了严重的威胁。所以, 经分析研究, 决定对制动盘整形。一般情况下, 制动盘整形制动的车削采用新型的车削设备。这种方法优点包括:误差小, 但是耗时较长, 2个制动盘的用时多大14小时, 对正常上下井的影响较大。

经过分析和研究, 煤矿决定采用热烤整形法。热烤整形法原理:加热-冷却-形变原理。该方法的操作步骤为:加热制动盘, 温度≤300℃;按实际变形情况, 冷却剂冷却制动盘, 将变形处调整到正常值。2天即可完成副立井制动盘的整形, 最大偏摆幅度为0.6mm。

2.2 直流调速参数优化

由于原系统为直流调速启动, 这种启动方式的缺点是, 提升机在加速过程中, 稳定性差, 人员乘罐的不适感特别强。经分析, 在保留现有设备参数的情况下, 优化DCS800转矩给定, 调整20.09, 20.05参数, 使输出转矩平缓。更换高精度脉冲编码器, 使速度给定更加准确。优化3.09PID输出调节器, 闭环控制更加有效。更改22.01, 22.02加减速时间, 减小加减速电流, 降低了对系统的电流冲击。经优化后, 绞车制动、启动功能获得提升, 加、减速均实现平稳运行, 人员乘坐的不适感消失。

2.3 制动闸调节系统优化改造

原制动闸组成和缺陷。原盘闸自动调节系统包括自整角机、ABB闸控独立系统、操作手柄输出与ABB闸控柜电流控制有误差。而优化的内容主要包括:第一, 用新型集成化模块PID放大器置换原磁放大器;二是模拟信号与数字信号的转换, 采用装模/数转换模块负责。优化改造后, 盘闸制动能力受运行位置、罐笼速度等因素的影响较小, 实现了随机调节, 实现了及时、准确和迅速调节, 且制动平稳, 绞车安全运行得到了切实保障。

2.4 真空换向器

原系统使用的是空气换向器, 哟与设备本身的缺陷已经很多, 在生产过程中, 接触器烧坏、触电粘连等为经常出现的故障, 且消弧罩需要频繁更换, 检修的危险比较大, 对周围设备的影响也不能忽略。经过技术组研究, 真空换向器已无法满足需要, 决定采用ZG5-250/6型真空接触器, 在正向反向方向间, 高压、低压间, 设置机械连锁机构、电气闭锁, 通过这样的设置, 保证正反向不同时导通, 高低压不出现串接情况。经优化后, 真空换向器的优点包括如下方面:主电路电弧不外露、使用寿命长, 而且安全性非常高;闭锁齐全, 方便检修, 无任何的危险;三是分段能力强, 体积小、重量轻, 且噪声低。

2.5 低频柜的优化改造

现有提升系统, 在爬行阶段, 缺点之一便是速度不稳定, 且抖动比较大。经技术组研究, 产生上述问题原因为主要包括:一是低频柜部分元器件老化, 二是电源频率不稳定。因此, 需要优化改造, 内容包括以下几个方面:第一, 保留原低频电源柜主体结构, 且保持低频变压器、电抗器和柜体不变;第二, 对低频电源柜可控硅进行重新筛选, 按原型号更换部分老化的硅元件;第三, 更换低频触发信号箱、触发板和低频信号板。优化后, 绞车在爬行阶段的运行实现了安全和平稳, 人员、物料上下井条件得到改善。

2.6 高性能PLC控制柜的应用

为解决副立井提升系统运人安全性, 现有的PLC控制柜, 使用一台S7-300和一台S7-400型西门子PLC系统, 300型PLC主要对故障以及保护的实现进行实时报警, 400型PLC对整个绞车运行程序以及监控进行控制。

1) 新型控制柜的硬件包括:CPU、电源、输入输出模块, A/D模块、D/A模块, 以及计数、通信模块。软件配置:PLC软件配置系统程序和应用程度。而系统程序装配在CPU模块上。用于程序根据可靠性原则, 进行优化设计, 编程器编号程序后, 可输入到PLC存储模块中。2) 控制柜系统原理为:数字式行程监控器包括两部分, 一是行程监控PLC, 二是轴编码器, 行程监控器可将操作、保护信号和参数、轴编码器信号等组合起来, 传输到PLC逻辑运算处理, 自动产生提升机所需的给定信号。在减速时, PLC可根据运行速度, 随机调节, 从而保证了停车点位置与精确度。为了减少启动、控制中机械冲击造成的损失, 提升控制的精度, 可采用“S”型曲线控制。操作保护PLC主要负责行程监控PLC, 如果PLC产生问题, 可将PLC切换为主控设备, 如果运行条件许可, 其可行自动保护动作。系统中两台PLC是相互独立的, 但是同时又相互监视, 可有效确保系统安全性和可靠性。优化改造后, 提升系统安全可靠性得到大幅提升, 保护齐全, 抗干扰能力增加, 同时, 模块结构得到了一定的优化, 调试、组合更便捷;维护工作量小, 便于养护。

3 结束语

副立井提升系统经提效优化后, 投入使用至今, 没有出现任何的故障, 系统的各项性能得到了显著的改善和提升, 优化改造实现了预期的目标, 为同类型副立井提升系统的提效优化提供了可借鉴的经验。

参考文献

[1]赵学雷, 连鸿飞, 郝志红.浅析王庄煤矿副立井提升系统改造[J].水力采煤与管道运输, 2009.

[2]刘凤先, 胡昌华, 张继玲.副立井提升系统优化提效技术改造[J].煤矿机械, 2010.

[3]李子贵, 王正义.多绳摩擦式提升机安全制动防滑校核分析计算[J].煤矿机械, 2011.

副立井提升 篇2

矿山多绳摩擦提升机换绳安全风险大、占用时间长。由于换绳期间其它井下作业被迫停止, 因此, 换绳时间的长短直接影响煤矿的安全生产, 缩短换绳时间、提高换绳施工安全, 是副立井提升机换 (缩) 主提升钢丝绳追求的目标。

长期以来, 石炭井焦煤公司技术骨干对换绳工艺进行多次技术交流与探索, 总结了很多简单易行的换绳措施, 但这些换绳措施实施时大都必须使用绞车或人工参与对主提升钢丝绳绳的控制, 而且安全可靠性低, 占用时间长, 劳动强度大, 因此, 引进和应用新设备势在必行, 才能改变了原始的换 (缩) 绳工艺, 产生了显著的经济效益。

2011年11月, 石炭井焦煤公司引进了太原市博世通机电液工程有限公司生产的BYTS—4×28/400型摩擦提升机调绳装置, 它的应用改变了原来换绳和缩绳施工工艺, 下面通过比对论证阐述其应用效果。

1 摩擦提升机调绳装置在副立井提升机缩绳施工中应用简化了原来的施工工艺, 更便于操作

无论原缩绳施工工序还是应用BYTS—4×28/400型摩擦提升机调绳装置缩绳工序遵从的原理不变, 一般情况每次副立井提升机缩绳时都将北罐 (2#) 锁住, 起吊支撑南罐 (1#) , 南罐拆卸楔形环、主绳缩绳工艺流程。

1.1 在原施工流程中锁北罐是在副立井井塔四楼南、北罐侧钢丝绳出绳口处, 两边各设40#工字钢组合梁, 组合梁两端用拉紧螺丝连接钢梁中间的螺丝杆上套钢管, 两端螺丝必须紧固, 且在组合钢梁上平面每根主绳上卡6副平卡子, 要求平卡子与组合梁必须贴紧, 6副平卡子“十”交叉竖排列, 在副立井井塔三楼北罐侧, 分别在1#、2#、3#、4#主绳上打倒拉牛绳, 每根绳不少于8付绳卡进行所住北罐。

利用BYTS—4×28/400型摩擦提升机调绳装置后, 上、下锁绳器的互锁及步进液压缸的协调动作能够实现连续不断的在线调绳, 解决了在副立井井塔四楼打平卡子及对于重载深井工况下多次调绳和支罐的繁琐工序。

1.2 原来施工工艺中起吊南罐采用小绞车起吊20T两台导链并将其挂在专用起吊钢丝绳扣上, 人工拉导链将南罐起吊1.8m高度, 而应用BYTS—4×28/400型摩擦提升机调绳装置后, 起吊南罐时, 只需1人操作控制台上相应旋钮首绳调节装置上、下锁绳夹紧机构、步进提升机构、移动承载机构将抓紧四根钢丝绳, 以步进方式倒替提升罐笼, 1个人查看调节的进度及状态, 直至托罐窗口能穿组合工字钢梁为止。

2 BYTS—4×28/400型摩擦提升调绳装置在副立井提升机缩绳中大大减轻了员工劳动强度和缩短了时间

通过表1不难看出, 进行一次缩绳施工, 使用摩擦提升机首绳快速调节器可缩短施工时间9.5小时, 节省18人, 因此摩擦提升机首绳快速调节器在石炭井焦煤公司换绳 (缩绳) 中产生的经济效益非常明显。

3 BYTS—4×28/400型摩擦提升机调绳装置在石炭井副立井提升机缩绳应用体现出安全性高的优点

3.1 原缩绳施工中, 因施工人员数量多, 施工时间长, 体力更不上, 很难实现统一指挥, 现场管理难度大, 在施工过程中埋下了很难预料的安全隐患, 而应用BYTS—4×28/400型调绳装置进行副立井缩绳, 可缩短近10小时, 确保使用人员的精神状态, 从而降低事故放生的概率。

3.2 采用“首绳半数承载半数调节”的原理, 运用PLC程序实现了各作业环节的集中控制, 便于调绳作业的统一协调指挥, 进而实现提升机首绳快速、安全地调节。

3.3 截绳时, 通过手动可以实现上、下锁绳器同时锁住钢丝绳及提升容器, 极大地保证了调绳工艺的安全、可靠性。

3.4 在起吊南罐 (2#) 作业工序中, 解决了吊点受力不均, 容易造成倒链的崩断和卡罐等危险因素, 工人在靠近井口作业很危险, 应用BYTS—4×28/400型调绳装置后, 运行平稳, 受力均匀, 从而解决了这一难题。

4 结束语

通过对比论证, 石炭井焦煤公司副立井缩绳中应用BYTS—4×28/400型效果明显, 简化了缩绳工序, 缩短了施工时间, 节约了人工, 减小施工人员劳动强度, 解决了现场管理等难题, 在设计结构上采用机电液一体化技术, 运用PLC集中控制模式, 操作简单、方便;锁绳机构采用交叉闭锁控制模式, 运行平稳, 减小了事故发生的概率。因此, 应用BYTS—4×28/400型调绳装置经济效益可观。

摘要：神华宁夏煤业集团石炭井焦煤公司副立井提升机是我公司提升运输系统的咽喉要道, 而提升主钢丝绳根据《煤矿安全规程》第379条规定使用期限不得超过2年;而且更换后的钢丝绳平均每年要进行2次缩绳, 摩擦提升机首绳快速调节器在石炭井焦煤分公司副立井提升机更换 (缩) 绳中发挥重要的作用。

泊里煤矿副立井施工技术 篇3

泊里矿井为阳泉煤业集团一大型矿井, 副井采用立井开拓, 副立井井筒净径10.200 m, 井口地坪标高+1 320.700 m, 预留临时锁口5 m, 井深675 m (净、不含锅底厚度) 。采用普通法施工, 风化层钢筋段67m, 支护厚度1 000 mm, 采用钢筋砼支护, 混凝土强度等级C45;基岩段支护厚度750 mm, 砼强度等级C40, 采用素砼支护。

1 施工机械化设备

根据泊里矿井的地质特点, 结合矿井的机械设备配套情况, 在保证施工安全高速的前提下选择如下机械化设备[1], 见表1。

2 施工工艺

本井基岩段施工采用综合机械化配套结合中深孔大直径爆破作业。

2.1 钻眼爆破

采用国产XFJD-6.11型伞钻凿岩, 中深孔光面光底爆破, B32 mm中空六角钢成品钎杆, Φ52 mm十字形钻头, 水胶炸药, 药卷规格为Φ45 mm×500 mm, 周边眼选用Φ35 mm×500 mm, 井筒揭煤时改用3#煤矿许用炸药。

2.2 装岩与排矸

装岩时使用2台HZ-6抓岩机, 装岩时应保证抓岩机装岩的连续性, 充分发挥抓岩机的装岩能力, 尽可能减少提升中的休止时间。

2.3 井壁支护

表土段和基岩段永久支护形式设计为素砼和钢筋砼支护, 支护厚度为750 mm、100 mm。砼强度C40、C45。支护时掘砌紧密配合, 砌壁时采用移动式整体金属液压伸缩模板。

3 辅助系统

3.1 排水

吊盘上布置2台DC50-80×10卧泵, 一台运转, 另一台备用。排水能力为50 m3/h, 扬程800 m, 电机功率275 k W。凿井期间采用二级排水, 即井底工作面—吊盘—地面。排水管路采用1趟Φ108 mm无缝钢管, 采用1台2JZ-16/800A型凿井绞车悬吊。工作面至吊盘水箱采用潜水泵, 通过2′胶管排水。

3.2 压风

井筒施工期间, 建副、回风井共用临时压风机房。压风机房内布置2台60 m3/min、2台40 m3/min、1台20m3/min。供风能力220 m3/min, 井筒通过1趟Φ159 mm钢管 (80 m) 和PVC管向井下供风, 井口附近设油水分离器和压风冷凝器。选用一趟Φ57 mm×4 mm无缝钢管由地面向井下供水, 与压风管共用1台稳车悬吊, 为保证向工作面稳压供水, 在管路底部安设减压阀。

3.3 通风

选用4台2×45 k W对旋式风机, 两台运转、另两台备用, 风机实现自动切换。井筒内布置二趟Φ1 000mm强力胶质风筒, 在井壁每50 m处安装一组锚栓 (Φ38 mm圆钢) 进行风筒的固定、悬吊。采用向井下压入式通风方式。

3.4 动力照明

井筒内布置1趟MY3×35 mm2+1×10 mm2型电缆作为施工动力、照明电源, 电缆附在中转绳上。为保证工作面有足够的照明度, 采用南京煤研所研制的DS-ZJD250新型煤矿立井专用照明灯, 吊盘上层盘2盏, 下层盘3盏。井口采用防爆白炽灯照明, 工作面及吊盘上每班另配备5盏~10盏矿灯供突然停电或装药时用。

3.5 排水系统

凿井期间采用二级排水, 即井底工作面—吊盘—地面。吊盘上布置2台DC50-80 m×10型高扬程卧泵, 一台运转, 另一台备用。排水能力为50 m3/h, 排水扬高800 m, 电机功率275 k W。排水管路采用1趟Φ108mm无缝钢管, 采用1台2JZ-16/800A型凿井绞车悬吊。工作面至吊盘水箱采用潜水泵, 通过2′胶管排水。

3.6 通讯信号

凿井期间, 井筒内悬吊2趟MY3×10 mm2+1×6mm2型电缆作为井上下信号联系, 电缆分别附在吊盘绳上。井上下联系方式为:井口信号房、井底和吊盘, 在每趟信号电缆上都单独设打点器将信号互相传送, 同时以声光显示。吊盘至井底采用气喇叭传递信号。井上下配备2台防爆对讲机, 便于放炮后下人时联系。

4 快速施工技术

4.1 正规循环作业

为保证快速施工, 开展正规循环作业[2]。循环作业表见表2。

4.2 采用混凝土皮带运输机

本井使用皮带运输机下灰, 在井口安置2台皮带运输机, 使用皮带运输机将混凝土运送到灰灌中, 较传统工艺少了挂灌、推灌、摘灌的步骤, 减少人力投入, 降低了施工风险, 提高了效率。

4.3 优化爆破参数

井筒基岩段所穿过岩性以泥岩、砂岩为主, 编制了一套爆破图表, 施工中岩石硬度发生变化时, 现场根据实际情况进行调整, 以达到最优爆破效果。根据现场地质情况, 在岩性较硬的施工段, 为保证爆破效果, 炮眼圈数由原来的6圈增加为7圈。爆破时采用光面爆破, 以保证爆破质量。

4.4 完善施工管理

对施工的各个程序责任到人, 根据施工需要完善各个工序的人员分配, 同时保证施工人员的技术水平。施工过程中各个工序搞好调度平衡和工序衔接, 提早解决薄弱环节, 保证按期完成施工。

5 施工效果

合同施工工期共282 d, 实际施工工期248 d, 比合同工期提前34 d。在采取各项施工措施后, 井筒掘砌的速度得到明显提升。在同等条件下, 施工速度明显领先于同行业, 为深井开拓积累了宝贵施工经验。

6 结语

在认真分析井筒掘砌工程施工有关图纸等资料的基础上, 根据工程设计特点, 结合自身施工装备和技术能力, 编制了此项工程的施工技术方案, 选用了行之有效的设备和先进可靠的施工技术、施工工艺, 为同类条件下施工积累了经验。

参考文献

[1]路耀华, 崔增祁.中国煤矿建井技术[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1995.

副立井提升 篇4

1 井筒冻结深度

立井井筒冻结深度应根据地层赋存条件、含水层位置、井筒掘砌深度及终止岩层层位确定, 在深入稳定的不透水基岩10m以上, 当基岩段涌水量较大时, 必须延长冻结深度, 井口标高+1339.5m, 落底标高为+780m, 井深588m, 冻结到直罗组, 深度为507m。

2 井壁分段选择

适当对井筒深度不同选择不同的井壁分段, 不仅可以节省经济更能加快施工进度。井壁分段处需选择在岩层力学性质相对完整或者不透水岩层的位置。这样可以减少井筒井壁应力集中的问题, 并降低井筒井壁解冻后涌水从变断面处透入井筒的问题。依据往常设计经验, 一般将井壁每150m左右分为一段, 分段处的上、下井壁总厚度之差控制在300mm为宜。本井筒冻结深度为507m, 分上下两端冻结, 上段0~-155m, 中段-155~-345m, 下段-345~-507m;冻结段以下为普通法施工, 鉴于冻结段与普通法施工段井壁相差太大, 中间增加10m (即-507~-517m) 过渡段。

3 冻结井壁结构设计

3.1 冻结段外层井壁厚计算

外层井壁主要承受冻结压力, 其主要由土层的原始应力、土层中水结冰时体积膨胀、黏土吸湿后体积膨胀以及冻土的蠕变等多种因素造成。不同矿区、同样深度的土层冻结压力会存在一定的差别。就目前我国采用冻结法施工的井筒来看, 井筒在施工过程中井壁破坏往往是由于对冻结压力估计不足而造成的。

表土段冻结压力:Pd=KtKd (1.38lg H-1.26)

式中:Pd—井筒冻结压力, MPa;Kt—温度影响系数, 取1.0;Kd—土性影响系数, 取1.15;H—计算处深度49, m。

按外壁承受冻结压力设计外壁厚度

另外层井壁满足厚壁圆筒理论 (t<r/10, t为井壁厚度, r为井筒半径) 的构造厚度。

3.2 冻结段内层井壁厚计算

双层井壁结构形式的井筒内层井壁主要承担静水压力荷载, 壁厚按承受静水压力的能力计算, 全井筒按水土压力校核并考虑负摩擦力作用。井筒冻结论证会议内容确定静水压力从地表算起, 静水压力荷载系数νk=1.4。

(1) 0~-155m段内层井壁的计算

钢筋与混凝土综合强度设计值:fcz=fc+μminfy=20.6N/mm2

式中:fcz—钢筋混凝土当量强度, N/mm2;fc—C40混凝土轴心抗压强度设计值, fc=19.1N/mm2;fd—井壁材料强度设计值, N/mm2;—最小含钢率;;fy—钢筋强度设计值, fy=300N/mm2。

此段静水压力P水=K (H1-H2)

H1—计算处深度155, m;H2—含水层地下静水水位埋深0, m (从地表算) ;K—地压系数, 在此按1.0考虑。P水=1.0×1.55=1.55MPa

取600mm;

式中:r—井筒净半径, mm;h1—内层井壁厚度, mm;νk—设计荷载系数, 此处νk=1.4P水—作用于井壁内表面的水压力, MPa;

(2) -155~-345m段内层井壁厚计算

钢筋与混凝土综合强度设计值:fcz=fc+μminfy=29.0N/mm2, 此段静水压力fd=0.9 fcz=26.1 N/mm2取1000mm;

(3) -345~-507m段内层井壁厚计算

钢筋与混凝土综合强度设计值:fcz=fc+μminfy=29.0N/mm2, 此段静水压力fd=0.9 fcz=26.1 N/mm2

4 壁基、壁座结构设计

冻结井筒壁座是一个整体, 用内外层整体浇筑内层井壁和外层井壁的收台作为壁座, 壁基分内外井壁分开施工, 其位置的选择按“壁座必须设置在坚硬稳定岩层中, 避免设置在破碎带和断层附近及尽可能设置在基岩浅部”的原则, 根据该副立井井检孔资料, 确定将壁座设置在垂深497m处。

4.1 壁基高度计算

壁基高度按下式计算:

式中Hb—壁基高度 (m) ;G—壁基以上井筒内、外壁的计算重量 (MN) ;Nf—壁基以上井筒所受到的竖向附加力计算值 (MN) , 取50;r—井筒内半径 (m) ;Rwn—外壁内半径 (m) ;Rww—外井壁 (壁基) 外半径 (m) Rjw—基岩段井壁外半径 (m) ;G1—壁基下部围岩容许压应力 (MPa) , 取2.5;σn—壁基外缘与围岩的黏结强度 (MPa) , 取1.5。

壁基高度不应小于10m, 取15m。

4.2 壁座高度计算

(1) 壁座的结构和高度应根据围岩强度、壁座所承受的荷载、井壁结构形式等经计算确定。

(2) 壁座厚度不应小于内、外层井壁厚度之和, 设计取值为井筒内、外层井壁厚度之和, 即1100mm;其高度按下式计算, 但不应小于10m。

式中:hb—内外井壁整体浇筑段高度 (m) ;Gn—整体浇筑段以上井筒内井壁的计算重量 (MN) ;rnw—内井壁外半径 (m) ;[fj]—混凝土容许抗剪强度 (MN/m2) 。

5泡沫板、塑料夹层的敷设

为保证井筒内外井壁结构完整, 在表土段地层的外层井壁与内层井壁 (冻结井壁) 间铺设聚苯乙烯泡沫塑料板, 可有效防止膨胀性土层迅速增长的初期冻结压力对井筒井壁的破坏, 起到缓卸压力的作用。设计上段表土段冻结壁外设50mm厚聚苯乙烯泡沫塑料板, 表土段深40m;在内、外层井壁之间铺设塑料夹层, 可使井筒内、外层井壁较为自由地做相对位移, 避免因温差过大而产生温度应力并拉裂井壁。设计全冻结段内外壁之间设双层1.5mm厚聚乙烯塑料板夹层。

6 井壁间、壁后注浆及配筋

应在内壁套壁结束后冻土解冻初期即进行壁内注浆, 对井筒外壁后的裂隙注浆封堵, 提高井筒外部岩层的整体强度。冻结井筒内壁套壁结束后, 内、外层井壁壁间处于正温状态, 实施塑料夹层壁间注浆, 充填井壁间隙、裂缝, 防止冻结壁解冻后含水层涌水进入塑料夹层壁间, 降低壁间静水压力, 减少内壁承载力。

钢筋混凝土井壁配筋, 全截面配筋率不应小于0.4%, 当混凝土强度等级为C60时, 配筋率不应小于0.5%, 截面单层配筋率不应小于0.2%, 内外井壁配筋强度设计值为300MPa, Ⅱ级钢筋。

7 结语

在招贤煤矿副立井井筒井壁结构设计过程中, 通过严谨的计算校核, 考虑了各种措施对冻结井筒井壁的辅助作用, 并依据传统经验验证, 科学的确定了冻结法井筒施工所需要的参数, 最终保证了冻结井筒井壁结构设计的正确性和合理性, 为井筒安全施工打下坚实的基础, 并对相同地质条件及矿区周边矿井提供较为可靠的依据。

摘要：招贤煤矿副立井井筒采用双层井壁支护形式、冻结法施工, 本文对冻结法中各参数的选择进行了详细的分析与计算, 确保冻法结法施工的各项参数定位准确, 并描述了冻结井壁其他辅助措施, 使施工单位能更好地进行井筒施工组织设计, 为招贤煤矿副立井安全按期到达底部起到了重要作用。

关键词：冻结法,多含水层,内外层井壁

参考文献

[1]张荣立, 等.采矿工程设计手册[M].北京:煤炭工业出版社, 2003.

[2]崔云龙.简明建井工程手册[M].北京:煤炭工业出版社, 2003.

副立井提升 篇5

关键词：优化,就近,安全,流畅,高效

黄玉川煤矿副立井操车系统采用了德国西马格公司的锁罐装置, 为国内首例, 其动作顺序为:罐笼到位正常停车后, 操车系统完成“锁舌锁定、摇台侧锁解锁、摇台落下、安全门收起”等动作, 待罐笼装卸载结束后, 操车系统又先后完成“安全门落下、摇台抬起、摇台侧锁锁定、锁舌解锁“等动作。

信号系统为北京冠宇伟业科贸有限责任公司产品, 该产品在国内占有较大的市场份额, 技术很成熟;在操车系统操作完成后, 信号系统方可根据提升要求进行相应的打点作业, 包括开车信号2点上提、3点下放和换层信号4点慢上、5点慢下, 《煤矿安全规程》规定, 开车信号需由井下发至井口, 再由井口发至提升机房, 但未对换层信号有明确的要求, 前期的换层信号由井下发至井口, 井口再发至提升机房, 为了提高提升效率, 考虑到大罐笼换层动作仅在其所在水平进行, 不牵涉其他水平, 在保证安全的前提下, 我们对换层信号进行了优化改造, 即换层信号可由罐笼所在水平直接发至提升机房, 很大程度的提高了提升效率。

在日常的运行中, 我们发现在罐笼装卸载结束, 信号把钩工操作操车动作时, 仍有部分乘罐人员试图进入罐笼, 入把钩工阻拦不及时, 将造成严重后果。另外, 井口信号操作室位于大罐笼东南侧, 信号把钩工操作时仅能通过视频监视罐笼西侧情况;井下信号硐室在西侧马头门, 信号把钩工也很难了解东侧的情况, 操作人员存在视觉盲区, 存在很大的安全隐患。

为了使系统更加安全可靠, 消除隐患, 使信号把钩工操作更加流畅, 提高提升效率, 我们对信号及操车系统进行了优化改造, 在罐笼东侧和西侧分别加装一个如图控制箱, 主要实现以下功能, 并便于就近操作。

(1) 罐笼正常到位停车后, 信号操作台、罐笼西侧、罐笼东侧任意一处均可开始操车动作 (即锁舌锁定、摇台侧锁解锁、摇台落下及安全门打开等锁定罐笼的动作) , 较之前必须回到信号室进行相关操作更高效。

(2) 罐笼装卸载完成后, 只有罐笼西侧和罐笼东侧都确认已完成装载后, 操车系统才开始完成安全门关闭、摇台抬起、摇台侧锁锁定、锁舌解锁等解锁罐笼的动作。避免视觉盲区造成误操作, 以致引发事故。

(3) 操车动作过程中, 如遇紧急情况, 信号操作台、罐笼西侧、罐笼东侧任意一处均可停止操车系统动作。

(4) 换层信号无需在信号操作台上操作, 信号把钩工在罐笼东侧、罐笼西侧任意一处均可发出换层信号。缩短了换层时间。

(5) 检修时, 转动任意一侧的“罐笼闭锁”旋钮, 提升机主控系统闭锁回路将断开, 提升机将无法运行, 可以有效保证检修工检修作业的安全。

(6) 信号操作台、罐笼西侧、罐笼东侧任意一处按下“急停”按钮, 均可在紧急情况下分断安全回路, 提升机抱闸停车。实现就地急停, 提高安全系数。

(7) 罐笼运行、停止、闭锁及操车状态均有相应指示灯显示。

(8) 当车辆进入罐笼, 把钩工放置阻车器退出罐笼后, 为确保东西两侧都处于安全状态, 此时需两侧把钩工在10秒内分别按下“程序已好”按钮后摇台方可收起, 安全门落下, 操车完毕。

1信号系统程序优化设计

此优化设计需要在信号系统原程序基础上做适当修改, 程序中使用的位置信号均为原程序中完成该功能所必须的信号, 无需增设传感器和新的信号采集设备, 程序改动如下。

(1) 上、下换层信号I 7.0和I 7.1。新增加的“上/下换层”信号, 与原系统中的换层信号 (4点/5点) 相或。

(2) 将“提升机闭锁”功能与系统原设计的“不允许开车”信号相或, 实现闭锁功能。

(3) 将东西两侧的“信号箱急停”通过串接后, 输入急停信号I 7.3, 并与原系统的“急停”信号相或, 用于实现紧急停车功能。另外, 在安装调试过程中, 我们发现原信号控制箱的急停继电器未投入使用, 经我们研究后进行了改造, 使其同样具备了急停功能。程序如下。

(4) “罐笼运行”指示灯利用原副信号箱“罐笼运行”指示灯接线端子, 在程序中未做改动, 在此不做详细说明。

(5) “罐笼停止”指示灯利用原副信号箱“罐笼停止”指示灯接线端子, 但在原有指示灯的基础上加了闪烁功能, 用以指示“罐笼闭锁”状态。

2操车系统程序优化设计

(1) 在原系统程序的基础上增加了:“自动开始” (罐笼到位后, 开始操车) 、“自动结束” (紧急情况下对操车设备进行紧急停止, 但操车液压站不停止) “程序已好” (装卸载完成, 把钩工回到安全位置后开始操车) 等输出信号。

(2) 增加“操车状态指示灯” (黄灯) 常亮及闪烁功能, 用以就地显示操车系统动作情况。

通过信号及操车系统的改造, 确保在操车系统动作过程中, 信号把钩工能在罐笼东西两侧监护, 消除视觉盲区的安全隐患;另外, 出现紧急情况, 可及时就近拍下“急停”按钮, 使提升机紧急制动;检修工在检修时间可根据需要利用“罐笼闭锁”断开提升机电控系统闭锁回路, 使提升机无法运行, 极大得提高了系统的安全性。系统优化后, 操车系统自动方式下的操作均可由罐笼两侧监护的信号把钩工进行现场操作, 罐笼换层信号也由现场发送, 能够缩短操作周期近一分钟, 系统工作效率也得到了显著的提高。

参考文献

[1]西门子PLC编程手册[S].西门子 (中国) 有限责任公司.

副立井提升 篇6

关键词：静态破碎,副立井井筒,井壁修复,应用实践

1 工程背景

1.1 副立井井筒概况

园子沟矿井位于陕西省麟游县境内, 井田北以陕、 甘为界, 南以矿权边界线为界, 西以麟游区边界为界, 东以无煤区与丈八井田相隔。 井田东西长12.2~20.4km, 南北长5.3~13.2km, 面积241.5km2。 该矿井采用“ 三条立井”单一水平开拓全井田, 设计井筒施工采用冻结法施工, 冻结段井筒采用双层井壁结构。

园子沟矿副立井井筒设计井深616.42m, 井筒净直径9.2m, 最大开挖直径11.9m, 井筒净断面S净=66.48m2, 钢筋混凝土支护 ( 厚度1350~650mm) , 井筒上部采用冻结法施工, 冻结深度365m;下部采用普通法施工。 井筒共分为四个部分:井口锁口段、冻结段、井筒基岩段、副井井底与井底车场连接处及井底水窝段:

( 1) 井口锁口段 ( ±0~-7m段) 。 设计临时支护为砖砌, 支护厚度1000mm。 掘进断面S掘=98.52m2。

( 2) 冻结段 ( -7~-350.42m段) 。 -7~-350.42m为双层井壁段, 设计为双层井壁, 双层钢筋混凝土浇筑。 其中-7~-204.42m段:掘进断面S掘=98.52m2, 壁厚1000mm, 内壁厚550mm, 外壁厚450mm, 内壁为C50 砼, 外壁为C40 砼。 -204.42~-350.42m段:掘进断面S掘=111.22m2, 壁厚1350mm, 内壁厚900mm, 外壁厚450mm, 内壁为C60 砼, 外壁为C40 砼。

( 3) 井筒基岩段 ( -354.42~-587.5m段) 。 -354.42~-567.5m段, 掘进断面S掘=86.59m2, 设计为C50 钢筋混凝土支护, 支护厚度为650mm。 -567.5~-580.5m段, 掘进断面S掘=88.25m2, 设计为C50 钢筋混凝土支护, 支护厚度为700mm。

( 4) 副井井底与井底车场连接处及井底水窝段 ( -580.5~-616.43m段) 。

1.2 井壁变形破坏情况

园子沟矿副立井井壁在施工完成后发生局部井壁变形破坏, 破坏段位于-566.00m~-573.2m, 其井筒分两模浇筑完成, 模板段高3.6m, 分二段施工, 施工起始时间2013 年11 月27日~11 月30 日, 累计砼使用方量230m (3设计方量为156.6m3) 。破坏情况如下:

( 1) 井筒北侧:设备通道底板预留梁窝处至北侧马头门顶板之间出现竖向裂隙, 并且局部保护层开裂掉落, 外露的内侧环向钢筋出现整体向外弯曲。

( 2) 井筒南侧:安全通道底板预留梁窝处至南侧马头门顶板之间出现纵裂隙, 并且局部保护层开裂掉落, 外露的内侧环向钢筋出现整体向外弯曲。 如图1 所示。

1.3 井壁变形破坏原因分析

结合上述园子沟矿副立井井壁-566.00m~-573.2m破坏情况, 总结得出以下几点破坏原因:

( 1) 变形段井壁位于软弱岩层群处, 岩石强度均不高, 承载能力低; ( 2) 泥质成分含量高, 遇水弱化程度高; ( 3) 井筒淋水导致泥岩膨胀、弱化; ( 4) 马头门、行人通道及设备通道构成南北向弱面、 地层倾向及地质构造原因, 受东西向地应力挤压, 导致矿压显现; ( 5) 处于硐室巷道群, 相互影响互相扰动严重、开挖面积大, 岩石承压能力减弱; ( 6) 该段处于井底部位马头门断面大, 应力释放的主要区域。

2 井壁破坏段破除机理分析

为了返修园子沟矿井副立井-566.00m ~-573.2m破坏段井壁, 需要先破除原有的钢筋混凝土井壁, 破除方法尽量采用围岩无扰动的破除技术, 故此选用静压破碎原理。 静态破碎是利用装入钻孔中的静态破碎剂的水化反应做功破坏介质[1,2,3,4,5,6], 水化反应表示为:

当CaO转变为Ca (OH) 2时, 其晶体由立方体转变为复三方偏三角面晶体, 这种晶型的变化会引起晶体体积的膨胀。 根据测定, 在自由膨胀的前提下, 反应后的体积可增大1.3~1.4 倍。 膨胀压力缓慢的施加给孔壁, 经过一段时间后压力可上升到30MPa ~40MPa介质在这种压力作用下会产生径向压应力和切向拉应力, 使脆性材料在拉伸应力作用下, 沿钻孔之间产生裂缝, 随着膨胀压力的增加裂隙逐渐扩展成裂缝, 继而导致介质破坏。

3工程应用

依据文章静压破碎原理, 在井壁破除中选用静态破碎剂, 其方案如下。

3.1 初始破除方案

破除段井壁混凝土强度C50, 壁厚700mm, 井壁主筋双层Ф25。 砼破除采用人工配合G9 风镐开挖。 岩体开扩刷采用人工配合G9 风镐开挖, 原钢筋、网片采用氧气割切除。 井筒破裂段-566.00~-573.20m由下向上分四部分破除, 每段破除宽度为7.23m ( 井筒周长的1/4) , 每次开挖段高为7.2m, 破除顺序:先北侧→南侧→东侧→最后西侧。 破除后井筒扩刷 ( 开挖) 直径要达到 Φ11.4m, 设计临时喷砼支护100mm。

按原始破除方案施工时由于C50 混凝土强度高, 未破坏部分井壁完好单纯用人工风镐开挖每班开挖量约1.5m3且损坏大量钳头, 费时费力, 耽误工期, 直接影响到副井永久装备和矿井的投产。

3.2 改进方案

在初始井壁破坏方案的基础上, 采用静态破碎剂与人工风镐开挖配合施工技术。 其操作步骤为钻孔→湿润→装孔→封口→开裂。 施工工艺和施工技术如下:

3.2.1 施工工艺

( 1) 布眼前首先确定至少有一个以上自由面 ( 临空面) , 钻孔方向应尽可能做到与自由面平行; 切割混凝土时同一排钻孔应尽可能保持在一个平面上; ( 2) 使用钻机钻好孔后, 应用高压风吹洗干净, 孔口旁应干净无土无渣; ( 3) 经过试验, 水灰比 ( 质量比) 0.2:1 时, 静态破碎剂有最大的膨胀压力。 因膨胀剂有少些腐蚀性应带橡皮手套, 装药深度为孔深的100%; ( 4) 水平方向和向上的钻孔, 可用比钻孔直径稍小的高强度长纤维袋 ( 水炮泥袋) 装入药剂, 按一个操作循环所需要的药卷数量, 放在盆中倒入洁净水完全浸泡, 50 秒后药卷充分湿润、完全不冒气泡时, 取出药卷从孔底开始逐条装入并捅紧, 密实地装填到孔口, 即集中浸泡, 充分浸透, 逐条装入, 孔口用失效锚固剂封上保证水分药剂不流出、不冲孔; ( 5) 每次拌药量不能超过实际能够完成的工作量。 在浸泡过程中, 取药、加水、湿润、装孔过程应基本保持一致, 可以让每个孔内药剂的最大膨胀压基本保持同期出现, 有利于混凝土的破碎; ( 6) 湿润过程中已经开始发生化学反应的药剂不容许装入孔内, 从药剂加入水到灌装完成, 这个过程的时间不能超过10 分钟, 否则容易冲孔; ( 7) 装药后, 经过24 小时反应时间介质即可自然开裂。

3.2.2 施工技术参数

施工技术参数如表1 所示。

3.2.3 施工准备

根据当地气温、药剂温度、拌水温度、被破碎体温度、是否与要求相符;检查药剂包装是否破损。 操作前确定已准备好以下材料物品: ( 1) 药剂; ( 2) 洁净水; ( 3) 水桶、拌合盆; ( 4) 捅棍; ( 5) 防护眼镜; ( 6) 橡胶手套; ( 7) 备用洁净水和毛巾。

3.3 应用效果对比分析

在园子沟矿井副立井-566.00m~-573.2m破坏段井壁返修期间, 采用静态破碎剂应用于现场实践中, 该静态破碎剂应用实践效果如图2 所示。

通过图2 中 ( a-c) 对比可看出:装药前与药剂反应后, 静态破碎剂已经明显改变了高强混凝土的内部结构使其破损出现明显裂痕, 钢筋混凝土结构不再致密坚硬。 配合人工风镐开挖每班破除量可达到5~6m3, 提高人工效率3~4 倍, 显著缩短了施工工期, 减少了材料消耗。

4 实践成果

( 1) 静态破碎剂可显著改善高强混凝土的内部结构使其破损出现明显裂痕。 ( 2) 本次创新应用过期锚固剂拌合作为封口材料, 封口效果良好达到废物利用效果且有效的避免了冲孔的危险。 ( 3) 利用比钻孔直径稍小的高强度长纤维袋 ( 水炮泥袋) 装入药剂与水反应可避免腐蚀、控制装药时间、避免冲孔。 ( 4) 静态破碎剂配合人工施工可广泛的适用于大理石、花岗岩等石材开采, 也适用于各种钢筋混凝土建筑物的挖掘 ( 破坏) 。 ( 5) 静态破碎剂有少些腐蚀性应带橡皮手套操作, 戴好安全帽、防护眼镜、穿好劳保用品, 现场应专门准备好清水和毛巾, 冲孔时入药剂溅入眼内和皮肤上, 应立即用清水冲洗。

参考文献

[1]杨松林.荣华主井复合软岩巷联合支护技术实践[J].现代矿业, 2011 (3) .

[2]崔云龙.简明建井工程手册[M].北京:煤炭工业出版社, 2003.

[3]王怀义.试论黄淮地区立井井筒破裂原因及其治理对策[J].世界煤炭技术, 1994 (1) .

[4]尚永毅, 李育林.路基石方劈裂静态爆破技术的应用[J].西部交通科技, 2013 (8) :13-15.

[5]吴康宁.冻结法凿井中的冻结管断裂及其防治[J].安徽水利水电职业技术学院学报, 2010, 10 (2) :43-45.

副立井提升 篇7

关键词：锚注工艺,软岩巷道,维修加固

1 引言

清水营煤矿副立井马头门围岩为泥岩、砂岩, 容易风化, 地质条件较差;同时在马头门周围巷道淋水大, 弱化了围岩强度, 普通锚杆支护后不能有效控制巷道变形。为解决这个问题, 我矿在对该巷道进行锚网重新支护并喷浆后, 对该巷道进行了注浆加固, 提高了围岩自身承载力, 从根本上改善了围岩力学性质, 保证了维护加固质量和施工安全。

2 清水营煤矿副立井马头门软岩巷道简介

清水营煤矿副立井马头门布置水平为+786m水平, 巷道埋深600m。该巷道顶底板岩性主要以砂岩及粉砂岩, 泥岩次之, 并有泥岩或炭质泥岩的伪顶、伪底。主要特征是 (1) 岩石松散、破碎; (2) 岩石易风化, 泥化, 遇风成沙、遇水成泥; (3) 岩石夹矸多, 岩性变化大, 夹矸层附近岩石缝隙多, 易片帮; (4) 煤层顶底板岩层自身承载力小, 抗拉、抗压、抗剪切力性能差。

3 清水营煤矿副立井马头门软岩巷道支护发展

针对该巷道变形情况先后采用了锚网喷、锚网喷+钢支架 (包括工字钢和32#U型钢) 方式进行加强支护。锚网喷巷道在喷浆封闭两三个月后巷道浆皮脱落严重, 顶板掉包;锚网喷+钢支架的支护方式提高了支护强度, 但在巷道底板吸水膨胀产生底臌后, 巷道钢支架棚腿被压倾斜、突出, 部分严重地段钢支架被压成麻花状。在这种情况下, 决定采用锚注支护方式对该巷道进行维修加固。

4 锚注加固技术在副立井马头门的应用实践

4.1 注浆加固方案

本着安全可靠、及时、便于实施和经济合理的原则, 采用高强锚杆+注浆锚杆+混凝土反底拱地坪的方案对副立井马头门进行加固维护。

4.2 工艺流程及加固材料的选择

4.2.1 工艺流程

注浆堵水 (选用Φ30×80mm注浆管, 浆液水灰比为0.7的水泥单液浆, 先行壁后封浆) →钻安高强锚杆→注浆锚杆加固→锚杆外露部分防锈处理→反地拱地坪加固→喷射混凝土表面修平。

4.2.2 加固材料选择

(1) 高强锚杆:采用KMG500矿用锚杆钢筋, 外端加工螺纹长度100mm, 螺母配套, 长度4m, 每根锚杆的预紧力达到100KN。

(2) 托盘:采用Q235钢板制作, 规格为150×200×12mm。

(3) 树脂药卷:MSZ2335, 每根锚杆使用5节。

(4) 注浆锚杆:选用ML50×27mm螺旋式注浆锚杆, 全长3m, 并有配套止浆塞、托盘及螺母。

(5) 注浆液配制:采用P.O42.5R普通硅酸盐水泥, 水灰比0.6, 2%高效早强减水剂配制注浆液。

(6) 混凝土反底拱地坪:先浇筑100mm厚的混凝土反底拱基础, 然后全断面铺设一层φ20mm建筑用螺纹钢网, 网目规格为250×250mm, 搭接长度600mm, 横筋和竖筋交叉处用20#建筑用铅丝捆绑牢靠;然后再在螺纹钢网上浇筑中间矢高700mm, 两侧厚400mm、强度为C20的混凝土地坪, 最终形成中间矢高800mm, 两侧厚500mm混凝土反底拱地坪结构。

4.3 注浆顺序

先注两帮底角, 再注两墙, 后注拱部, 从下向上对称依次进行;用两台注浆泵同时对称注浆。采用隔排注浆, 按先单后双的间隔复注方式;钻孔后, 一对注浆锚杆施工完成, 再钻下一对锚孔。工序为 (1) 按间排距钻注浆孔→ (2) 压风扫孔→ (3) 安装注浆锚杆及止浆塞→ (4) 安装球形阀及注浆管→ (5) 开泵注浆→ (6) 达到注浆参数时停止注浆→ (7) 30分钟后卸下球形阀→ (8) 安装托盘拧紧螺母。

4.4 注浆质量检测

沿巷道每3m布置一个检测面, 每断面布置三根注浆锚杆, 拱顶1根, 拱基线处各1根, 进行检测。当出现1根注浆压力小于1MPa、注入水泥量大于50kg时, 表明原注浆未注满或围岩裂隙未充实, 应在3m范围内补打注浆锚杆重注。

5 改进建议

5.1 软岩巷道支护是个系统工程, 要求在巷道设计、掘进、工程质量及后期维护上必须采取系统考虑才能取得较好的效果。

5.2 在软岩巷道支护中要特别注意对底板的加强支护, 该巷道加固过程中通过中间厚800mm、两帮厚500mm的钢筋网混凝土反底拱构造有效治理了巷道底臌, 减少了因底臌因素造成的巷道整体变形。

5.3 软岩巷道掘进中必须不断提高光面爆破技术, 减少巷道围岩扰动和松动圈范围, 提高围岩自身承载力。

5.4 软岩巷道必须提高一次支护强度, 提前预留巷道变形量。

6 加固效果分析

副立井马头门锚注加固后, 按照要求进行矿压观测。经过一个多月的观测, 围岩基本趋于稳定, 无明显矿压显现。经过注浆加固的巷道, 涌水量减少, 只有极少数地方有滴淋水现象, 堵水效果好, 改善了井下施工条件。

7 结论

注浆作为改善岩土性质的重要技术, 能在原位对岩土进行加固或改性, 广泛应用于各种以堵水和加固为目的的岩土工程中。锚注加固技术在清水营煤矿副立井马头门支护巷道中的成功应用, 证明高强锚杆和注浆技术联合起来的锚注施工工艺作为一种新的支护方式, 在宁东地区复杂地质条件下有着很广泛的应用前景。

参考文献

[1]杨新安, 陆士良, 葛家良。软岩巷道锚注支护技术及其工程实践, 岩石力学与工程学报, 16 (1997) , 171-177.