回风巷改造（共3篇）
回风巷改造 篇1
安阳鑫龙煤业公司龙山煤矿为高煤与瓦斯突出矿井, 位于河南省安阳县水冶镇南约6 km处, 南距鹤壁市17 km, 井田东起F165断层, 西至F304断层。南以煤层露头和采空区开采为界, 北部以煤层底板等高线为界。井田走向长3.68 km, 倾斜宽2.65 km, 面积5.138 8 km2。设计生产能力为50万t/a, 核定生产能力45万t/a。
安阳龙山煤矿地质结构复杂, 断层较多, 自建矿以来, 该矿发生煤与瓦斯突出110 多次, 其中在断层附近发生突出56次, 占总突出次数的50%以上。因此, 过断层时必须采取有效的防突技术措施以保证煤矿的安全掘进和生产[1,2]。
1 工程概况
龙山煤矿正在布置11071工作面, 11071回风巷沿空掘巷, 沿二1煤层顶板掘进, 巷道采用U29可伸缩性支架支护, 巷道下净宽5.0 m、净高3.4 m。11071回风巷已掘进到300 m处, 探测到前方3 m处有1条落差约2 m的正断层 (图1) , 断层附近易于瓦斯积聚, 形成瓦斯包, 容易发生突出事故, 为安全顺利通过断层, 特制订过断层安全技术措施, 并对其进行分析研究。过断层巷道设计如图2所示。
2 过断层防突措施
为确保过断层期间不发生突出事故, 提出了相关的防突技术措施。
2.1 增加区域验证次数
为确保安全施工, 过断层期间增加区域验证次数, 每一验证循环在指标符合规定打钻或掘进期间无顶钻、喷孔瓦斯异常情况时, 在保留4 m超前距的情况下进行施工。验证方法为:煤钻屑解吸指标法和R值指标法。
2.1.1 煤钻屑解吸指标法
(1) 在煤巷掘进面打3个Ø42mm的钻孔, 断面有软分层时, 钻孔必须布置在软分层中, 1个钻孔位于巷道掘进面中部, 并平行于掘进方向, 上帮钻孔的终孔点位于巷道轮廓线外2 m以内, 若上帮区域验证钻孔打到老空区, 须重新开孔打眼。下帮钻孔的终孔点位于巷道轮廓线外2～4 m范围。
(2) 钻孔每打2m测定1次煤钻屑解吸指标Δh2, 每隔2 m测定1次钻屑解吸指标, 并根据煤钻屑指标Smax确定工作面的突出危险性。
2.1.2 R值指标法
(1) 在煤巷掘进面打3个Ø42mm的钻孔, 区域验证钻孔所采用的指标可使用同一钻孔。断面有软分层时, 钻孔必须布置在软分层中, 1个钻孔位于巷道掘进面中部, 并平行于掘进方向, 其他钻孔的终点应位于巷道轮廓线外2～4 m处。
(2) 钻孔每打1m测定1次钻屑量和钻孔瓦斯涌出初速度, 测定钻孔瓦斯涌出初速度时, 测量室长度为1.0 m。根据钻孔的最大钻屑量和最大瓦斯涌出初速度确定R值:R= (Smax-1.8) (qmax-4) , 其中, Smax为每个钻孔沿孔长最大钻屑量;qmax为每个钻孔沿孔长最大瓦斯涌出初速度。当R为负值时, 采用公式中的正值项即Smax作为判断工作面突出危险的指标。此外, 区域验证期间可根据实际情况增加区域验证孔的数量。
2.1.3 提高验证指标临界值
为增强安全系数, 验证指标临界值参照表1规定执行。
以上指标的测定可同时使用同一钻孔, 根据每个钻孔的最大钻屑量、最大钻屑解吸指标及R值判断掘进面突出危险性。如任一钻孔有任一项指标超标, 即视为工作面有突出危险性, 应立即采取局部防突措施, 即超前密集排放钻孔措施, 直到经检验措施有效后方可施工。
2.2 超前密集排放或挂耳抽放
2.2.1 超前密集排放钻孔
(1) 超前钻孔Ø89 mm (特殊情况下可采用Ø75 mm钻孔, 但必须增加钻孔数量) , 具体数量以每次设计为准。
(2) 超前钻孔孔数为18个 (上下2排) 。
(3) 孔深均为20 m。
(4) 钻孔应尽量布置在煤层的软分层中。
(5) 每循环留5 m的超前距。
(6) 上帮钻孔控制到巷道断面轮廓线外2 m, 下帮钻孔控制到巷道断面轮廓线外不小于5 m。
2.2.2 挂耳抽放钻孔
(1) 在巷道下帮开掘钻场, 在钻场内向掘进方向施工边掘边抽钻孔, 施工可采用Ø75 mm的钻杆。
(2) 抽放钻孔在钻场内布置2排, 共10个钻孔, 孔深均为50 m。
(3) 每循环留20 m的超前距。
(4) 钻孔控制巷道断面轮廓线外不小于15 m。
3 现场安全管理
为保证过断层防突技术的准确、有效实施, 特制订过断层现场安全管理规范[3,4,5]。
(1) 由生产科安排人员及时探明断层产状及变化情况, 通防部严密监视过断层过程中瓦斯变化情况, 随时掌握过断层情况。
(2) 区域验证期间, 若出现响煤炮、瓦斯浓度异常等突出预兆时, 应立即停止区域验证工作, 采取措施进行处理。
(3) 加强爆破后的瓦斯检查工作, 爆破后要先在监控分站处观察切眼内瓦斯情况, 若出现瓦斯异常, 应立即对掘进面停电, 并向矿调度室及相关部门汇报。
(4) 放炮后, 至少停30 min, 瓦检员、放炮员及班组长方可进入工作地点检查瓦斯、支架、顶板等情况, 检查结束后, 由检查人员通知施工人员进入。
(5) 过断层期间瓦斯检查员要不定时加强对掘进工作面的巡检, 严密监视工作面和巷道回风流内瓦斯变化情况, 出现瓦斯浓度异常情况要立即上报, 停止施工, 采取措施。
(6) 过断层期间, 应视煤层及顶板情况采取放小炮措施。每次放炮应适量, 不超过20个, 炮眼深度不得小于0.6 m, 每次爆破时必须保证炮眼的最小抵抗线不小于0.5 m, 每眼装药量0.5～2.0卷, 炮眼外不装药部分用黏土及水炮泥将炮眼封满填实, 必须符合《煤矿安全规程》要求。
(7) 跟班队长及班组长必须携带便携式瓦检仪, 发现瓦斯异常情况必须立即停止工作, 将所有工作人员撤至反向风门外。
(8) 测风员加强现场风量测定, 风量不足时, 要采取措施, 保证配风量。
(9) 所有施工人员必须熟知瓦斯突出预兆, 发现瓦斯涌出异常、瓦斯浓度忽高忽低、煤炮声、煤壁片帮等突出预兆, 作业人员必须立即停止工作, 迅速撤至反向风门以外的新鲜风流中, 并切断工作地区动力电源, 立即汇报调度。
(10) 按照作业规程要求, 放炮前, 应先检查瓦斯情况, 当瓦斯浓度大于0.5%时, 严禁爆破。严格执行“一炮三检”和“三人联锁”及公司有关爆破管理制度。
(11) 通防部按要求进行区域验证, 指标超过临界值必须立即停止区域验证工作, 采取局部防突措施, 严防过断层期间出现应力增高区, 造成瓦斯事故。
(12) 通防部认真分析每次验证时的指标情况, 指标有明显变化时, 要分析原因、采取措施。预测指标涨幅超过30%或瓦斯浓度升高超过0.2%时, 采取下帮挂耳或掘进面排放钻孔等局部措施治理瓦斯。
(13) 若采取局部防突措施, 即施工超前密集排放钻孔后, 进行效果检验时, 仍出现指标超过临界值现象, 应停止施工, 施工抽放钻孔进行抽放, 抽放钻孔深度和数量应根据实际情况进行设计。
4 结语
增加区域验证次数和提高验证指标临界值后, 可保证“不掘突出头, 不采突出面”, 从而避免瓦斯突出事故的发生;在指标超限后, 严格执行局部防突措施、再次进行验证的技术手段, 有效保证了龙山煤矿11071回风巷安全、顺利通过断层。
摘要：龙山煤矿是高突矿井, 尤其是在断层附近更易发生突出, 为了安全、顺利通过断层, 提出增加区域验证次数和提高验证指标临界值的技术方法, 而在指标超限后严格执行局部防突措施, 再次进行验证, 该方法有效保证了龙山煤矿11071回风巷安全、顺利通过断层。
关键词：断层,煤与瓦斯突出,区域验证,局部防突措施
参考文献
[1]杨晓娜, 黄波.龙山煤矿预测预报煤和瓦斯突出的试验研究[J].中州煤炭, 2012 (4) :24-26.
[2]王启明.浅谈龙山煤矿煤层气的抽采利用[J].中州煤炭, 2008 (4) :25-27.
[3]刘照辉, 王志云.综采工作面超前掘巷过断层构造带技术[J].中州煤炭, 2009 (12) :65-67.
[4]郭绪华.告成煤矿25采区下山过断层技术[J].中州煤炭, 2010 (8) :69-70.
[5]王海民.综采工作面过逆断层施工工艺[J].中州煤炭, 2011 (5) :68-69.
回风巷改造 篇2
潞安集团五阳煤矿7603回风巷担负7603工作面所需物料、设备及人员运输任务, 最大设备为液压支架, 重约24.5t, 最小高度1.9m, 宽1.5m, 液压支架整体运输;最大人员运输量不超过30人/班。7603回风巷设计长度约2150m, 巷道截面为矩形, 宽×高:5×3.5m (最窄宽度为4m) , 最大坡度小于10°, 切巷长240m, 7603回风巷位置如图1所示。
2 单轨吊辅助运输方案
2.1 单轨吊辅助运输系统设计
如单轨吊运输系统示意图2所示, 7603回风巷及切巷安装单轨吊运输系统, 系统全长2150m, 设充电区一处, 位于图示AB段内, A点起留10风门空间, 充电区长约50m, 区内敷设双轨, 可以作为单轨吊及其设备闲置时停放处, 单轨吊机车检修也可在这一区域完成;充电设备位于充电区内, 距B点道口25m, 区域长11m, 电池充电时靠一侧帮即可。
运输转载区设于图示BC段, 区域长约50m, 单轨吊轨道为双轨, 设一条绞车轨道, 要求其中心线与BC段上侧单轨吊轨道中心线重合, 7603回风巷内绞车轨道不小于30m, 可存放5辆板车。运输支架时, 单轨吊先停放在充电区内, 待绞车将一辆板车运至7603回风巷内时, 单轨吊将支架吊起, 运进工作面, 同时绞车将另一辆板车运进7603回风巷内, 单轨吊卸载后退出, 从转载区下侧轨道进入充电区, 起吊下一台支架, 如此循环达到最大运输效率。
巷道设两处汇车区, 一处距转载区500～600m (如图2) , 另一处距转载区1000～1200m (如图) , 汇车区单轨吊轨道为双轨, 区域长为50m。汇车时运输货物的单轨吊从上侧轨道进入汇车区, 空车从下侧轨道进入汇车区, 实现汇车, 如此达到两台单轨吊同时使用, 运输效率提高一倍。
2.2 设备选型
计算可得:F=74.676kN
式中:g——9.8N/kg;
10°——最大坡度;
F——所需牵引力 (kN) ;
10.5——单轨吊机车自重 (t) ;
25——液压支架质量 (t) ;
2——起吊梁质量 (t) ;
0.03——滚动摩擦系数。
保证井下运输能力, 拟选用DX80型单轨吊2台, 配25T起吊梁2台及6T起吊梁4台。对于井下运输的其它一些材料或设备, 增选6T起吊梁用集装箱及6T起吊梁用运输平台各两台, 专门运送零散货物。DX80型单轨吊技术参数如表1:
2.3 单轨吊运输效率
设安装7603工作面, 预计运输长度约2150m, 支架25t, 其余均为小型设备及锚固材料, 一列单轨吊完成此任务, 以此为前提预测运行效率。
运输支架:
满载最大速度:1.0m/s (一辆单轨吊一次运一台支架) ;
行驶时间:2150m÷1.0m/s=36分;
空载最大速度:1.6m/s;
行驶时间:2150m÷1.6m/s=23分;
转载时间:10分;
卸载时间:10分;
汇车时间:4分 (每趟汇车两次) ;
共计83分, 一个班一台单轨吊可运送6趟, 一个班两台单轨吊可运送12趟。满足矿上所提要求。
运输物料:
满载最大速度:1.2m/s (一辆单轨吊一次运2车物料) ;
行驶时间:2150m÷1.2m/s=30分;
空载最大速度:1.6m/s;
行驶时间:2150m÷1.6m/s=22.5分;
转载时间:5分;
卸载时间:5分;
汇车时间:4分 (每趟汇车两次) ;
共计66.5分, 一个班一台单轨吊可运送7趟, 一个班两台单轨吊可运送14趟。满足矿上所提要求。
2.4 单轨吊电池续航能力
电池充满一次需8小时, 可供单轨吊满载运行16公里, 每台机车备用一块蓄电池即可满足运输要求。
2.5 设备配置
为协助单轨吊工作, 结合实际工作环境及经济性, 拟用设备:DX80防爆蓄电池单轨吊2台, 6t起吊梁4台, 25t起吊梁2台, 电池2块, 集装箱4台, 道岔7副, 电池更换车4台, I140E型轨道2150m。
2.6 轨道敷设
轨道采用德国工业标准 (DIN20593) 的专用轨道I140E, 采用标准直轨, 每节2.25m, 宽68mm, 高155mm, 中板厚7mm;材料屈服应力500MPa, 轨道最大静载荷30k N。单根轨道允许垂直夹角3.5°, 水平夹角±1°。巷道弯轨水平曲率半径不得小于4m, 每节弧长不大于2m, 弧长大于1.6m时, 在其中点设一吊耳;垂直弯轨曲率半径不小于10m, 每节弧长不大于2.25m, 弧长大于1.6m时, 在其中点增设一吊耳。水平弯轨间及轨道与道岔连接处均采用专用法兰螺栓连接。轨道总计2150m。
鉴于巷道最大运输重量为25t, 轨道采用双锚杆单悬挂板链条悬吊方式悬挂。轨道的每个悬挂点均由￠22×2500mm双锚杆悬吊, 单个锚杆锚固力不小于150kN, 悬挂板由两锚杆固接后与链条销接, 链条通过U型环与轨道吊耳销接, 确保轨道具有应有的承载能力, 挂接方式如图3所示:
2.7 悬吊锚杆受力分析
整列车运行最重部分为25T起吊梁起吊25T支架时, 25T起吊梁自重为3T, 液压支架重25T, 总重28T, 此时共有8个承载小车分担, 每个承载小车受支撑力3.5T, 当列车运行到此处时, 第四根双锚杆所受力为最大:
经过计算:F≥4.6T;
单个吊点所需力为:F`*3≥13.8T;
单根锚杆所需锚固力为:F`*3/2≥6.9T;
其中:3为安全系数。
3 施工方案
(1) 两根锚杆为一组, 每组锚杆为轨道的一个悬挂点, 先打一根锚杆, 安装悬挂板, 然后打另一锚杆, 保证悬挂板得安装精度。
(2) 每十组为一安装单元, 以第一组锚杆为基准安装, 以减小轨道累积误差。
(3) 道岔和弯轨悬挂锚杆由我方安装人员现场指导安装。
(4) 锚杆位置如下图示:
4 小结
针对五阳煤矿7603回风巷顶板较好, 底鼓比较严重, 设计采用防爆蓄电池电牵引单轨吊辅助运输系统进行工作面安装辅助运输系统。设计全面系统的阐述了单轨吊的设备选型、运输效率、设备配置及悬吊锚杆受力。采用单轨吊辅助运输系统能够有效的避免巷道底鼓造成的运输系统不通畅问题。
参考文献
[1]毋虎城, 裴文喜.矿山运输与提升设备[M].北京:煤炭工业出版社, 2004.
[2]吴中伟, 谭建华, 高峰等.单轨吊运输系统在大屯矿区的应用研究[J].2011 (01) .
[3]孙凯, 沈志平, 邵福兵.姚桥煤矿综采工作面单轨吊辅助运输应用实践[J].矿山机械.2012 (06) .
[4]李广兴, 赵志敏, 张林红, 程文芳, 郑泽柱.全锚支护的底煤巷单轨吊车道安装方法[J].煤.2002 (05) .
回风巷改造 篇3
1 地质工程概况
1. 1 地质概况
某矿1231( 1) 工作面位于西一采区,该区域地面标高+21. 5 ~ +22. 1 m,井下标高-738 ~ -823 m,平均埋藏深度超过800 m。主采11-2煤层,其赋存稳定,煤厚0. 2 ~ 8. 0 m,平均厚度2. 45 m; 煤层倾角3° ~ 10°,平均倾角4°。工作面顶底板岩性特征如图1所示。1231( 1) 工作面走向长度为1 367 m,倾斜长度为240 m,该区域内煤层具有突出危险性,煤层瓦斯含量为11. 3 m3/ t; 煤尘具有爆炸危险性,爆炸性指数为36% ~ 40% ; 煤层自然发火期为3 ~6个月,自燃等级为Ⅱ级; 地温39. 0 ~ 39. 7℃。
根据采区状况和地质条件,矿方在1231( 1) 工作面切眼底板巷进行了原岩应力测量工作,测量结果见表1。
1. 2 工程概况
1231( 1) 工作面采用巷旁充填沿空留巷、偏Y型通风方式,由1231( 1) 辅助运输巷和运输巷进风,通过1231( 1) 工作面专用回风巷回风,并且专用回风巷还作为本工作面和下一工作面的瓦斯抽采巷道,在1231( 1) 工作面回采结束后保留继续使用。工作面巷道布置如图2所示。
2 辅助运输巷底板应力演化数值模拟
2. 1 模型建立
采用FLAC3D软件,根据1231( 1) 工作面实际条件建立数值计算模型,模型尺寸x·y·z = 112 m×200 m×75 m,网格约41万个、节点约50万个,采用Mohr-Coulomb本构关系,模型底部边界垂直方向固定,左右边界水平方向固定,上部边界按810 m覆岩施加均布载荷19. 4 MPa,侧压系数取1。辅助运输巷断面为矩形,宽×高=5. 0 m×3. 2 m,为确保模拟尽量准确,辅助运输巷四周30 m范围内网格采取加密处理。
模拟方案: 1模拟工作面回采期间辅助运输巷底板应力分布,优化布置工作面专用回风巷; 2模拟工作面专用回风巷采动影响前后巷道围岩变形破坏特征,进一步确定合理的巷道支护方案。岩层力学参数见表2,数值计算模型如图3所示。
2. 2 辅助运输巷附近应力分布规律
工作面回采期间,采场周围应力重新分布,形成一个动态的应力演化场,工作面前方一定范围内为超前支承压力影响区,工作面侧向实体煤帮形成侧向支承压力影响区,在工作面后方形成稳定压力区。辅助运输巷附近垂直应力分布如图4所示。
由图4可见,在1231( 1) 工作面回采过程中,实体煤帮形成的侧向支承压力沿工作面推进方向和倾向均呈逐渐增大趋势。超前支承压力在工作面前方25 m处开始显现,滞后工作面约30 m; 侧向支承压力值趋于稳定,回风专用巷实体煤帮侧向支承压力影响范围约28 m,距实体煤帮4 ~ 6 m处应力峰值达到45. 83 MPa,应力增高系数达到2. 3; 距实体煤帮28 m以外,垂直应力值约20 MPa,已处于原岩应力区。
2. 3 辅助运输巷底板应力分布规律
煤层开采引起回采空间周围的煤体应力集中,应力在底板深部传递,在底板岩层一定范围内重新分布,成为影响底板巷道维护的重要因素[5,6,7,8,9]。
辅助运输巷底板应力等值线剖面图如图5所示。由模拟结果可知: 工作面左侧实体煤帮及其底板应力集中程度最高,沿垂直方向由浅入深形成半椭圆形应力泡,应力泡在斜向下22°方向扩散; 随着深度增加,应力增高系数逐渐减小,应力逐渐减小。当应力传递至深度28 m时,应力增高系数降低至1. 21。半椭圆形应力泡右侧至采空区边缘底板,应力增高系数在1. 05 ~ 1. 18内受上部1231( 1) 工作面采动影响相对较小,而且距离1231( 1) 工作面较近。因此,工作面专用回风巷位置平距应选在6 ~ 12 m内,垂距应在22 ~28 m内。
结合现场具体情况,经研究决定对1231( 1) 工作面专用回风巷位置进行合理优化,最终确定工作面专用回风巷与辅助运输巷平距8 m,垂距25 m,巷道断面为矩形,宽×高=4. 8 m×3. 2 m。
2. 4 工作面专用回风巷塑性区分布
煤岩体塑性破坏区宽度与围岩移近量大致呈正比关系,塑性破坏区越大,位移量就越大[10,11]。工作面专用回风巷回采前后塑性分布如图6所示。
由图6可知,工作面回采前,专用回风巷围岩塑性区分布较为对称; 工作面回采后,塑性区分布不对称,巷道右侧塑性区发展较快,肩角部位塑性区发展较为明显,原因在于右侧巷帮距离采场较近,而且肩角处常为应力集中的部位,在底板应力向下传递的过程中,巷道右侧围岩受到应力扰动影响大于左侧,因此塑性区范围明显向右侧倾斜。综上所述,专用回风巷塑性区范围并没有与采空区底板塑性破坏区相连,认为专用回风巷与辅助运输巷平距8 m,垂距在25 m是合理的。
3 巷道支护方案及支护效果
基于数值模拟分析结果,结合底板巷围岩塑性破坏区特点,提出不对称支护的围岩控制方案,即顶板和右帮均采用高强锚杆+大直径预应力锚索支护、左帮采用高强度锚杆支护。
3. 1 支护方案
顶板支护: 高强锚杆Φ22 mm×2 500 mm,间排距860 mm×800 mm,每排6根锚杆配150 mm×150 mm×8 mm W垫板及4 600 mm×178 mm×5 mmM型钢带使用,帮角锚杆向外倾斜15°,Z2360型树脂药卷2根,转矩不小于120 N·m。锚索规格Φ22 mm×6 300 mm,右偏心200 mm,布置方式“3—0—3”,间排距1 300 mm×1 600 mm,配用长3 200 mm14#槽钢和160 mm×100 mm×14 mm托板,Z2360型树脂药卷3根,预紧力80 ~ 100 k N。10#镀锌铁丝菱形金属网,规格5 400 mm×1 000 mm。
帮部支护: 每竖排4根Φ22 mm×2 500 mm高强锚杆,配用2 100 mm×178 mm×3 mm平钢带和150 mm×150 mm×8 mm蝶形垫板,间排距900 mm×800 mm,Z2360型树脂药卷2根,转矩不小于120 N·m。右帮每排布置2根Φ22 mm×5 300 mm单体锚索,间排距1 000 mm×1 600 mm,Z2360树脂药卷3根,预紧力为80 ~ 100 k N。10#镀锌铁丝菱 形金属网,规格3 300 mm×1 000 mm。
巷道支护方式如图7所示。
3. 2 应用效果
工作面专用回风巷围岩变形量监测结果如图8所示,在超前工作面100 m和滞后工作面120 m范围内,顶板下沉量为90 mm,底鼓量为258 mm,右帮移近量为163 mm,左帮移近量为80 mm。综合来看,工作面专用回风巷受采动影响不大,支护效果良好,巷道断面能够满足通风要求。巷道维护效果如图9所示。
4 结论
1) 采用数值模拟方法,得出工作面回采期间辅助运输巷底板应力分布规律。辅助运输巷底板倾斜向下形成半椭圆形应力泡,并随着深度增加逐渐扩散。确定工作面专用回风巷与上部辅助运输巷平距为8 m,垂距为25 m。
2) 分析了工作面专用回风巷在回采前后巷道围岩塑性破坏区的分布特征,并结合现场工程条件提出工作面专用回风巷围岩的不对称支护方案。实践表明,巷道支护效果良好,有效控制了采动影响条件下工作面专用回风巷围岩变形。
摘要：为避免某矿1231(1)工作面采动对工作面专用回风巷的影响,采用数值模拟方法分析了工作面回采期间辅助运输巷底板应力分布规律,对工作面专用回风巷的空间位置进行了合理优化,最终确定1231(1)工作面专用回风巷与上部辅助运输巷平距为8 m,垂距为25 m。根据专用回风巷在回采前后的变形破坏特征,提出了巷道围岩不对称支护方案。现场实践表明:巷道支护效果良好,保证了采动影响期间工作面专用回风巷的围岩稳定。