下山施工

下山施工（通用7篇）

下山施工 篇1

摘要：随着煤矿开采向深水平不断延伸, 对大坡度下山掘进巷道的支护要求也越来越高, 尤其是巷道遇松软破碎带、过断层、穿煤时, 如何保证特殊地段巷道支护的稳定性逐渐成为一项重要的研究课题。以陈四楼煤矿-720 m辅助水平回风斜巷穿煤支护设计为例, 根据煤层与巷道法线方向上的距离变化, 采用全断面锚索+双层金属网支护技术, 有效增强了下山掘进巷道穿煤施工期间顶板的稳定性。

关键词：下山掘进,穿煤,锚索支护,特殊地段

1 工程概况

1.1 巷道布置

陈四楼煤矿主采的二2煤层平均厚2.6 m, 煤层倾角8°~12°, 结构简单, 属较稳定煤层。-720 m辅助水平回风斜巷设计以283.3°方位、20°下山施工, 施工过程中将揭露二2煤层, 沿二2煤层掘进施工60 m后变坡以25°下山继续向前施工。-720 m辅助水平回风斜巷穿煤预想剖面如图1所示。

1.2 穿煤前支护设计

采用锚网喷支护, 喷厚100 mm。顶部采用7根Ø20 mm×2 200 mm的左旋螺纹钢高强锚杆, 两帮采用8根Ø18 mm×2 200 mm的左旋螺纹钢高强锚杆, 底角帮锚杆与水平面呈15°夹角倾斜向下, 锚杆间排距均为700 mm。顶锚杆锚固力不小于120k N, 预紧力矩为250~300 N·m;帮锚杆锚固力不小于100 k N, 预紧力矩为200~240 N·m。沿巷道正顶及左右肩窝各打注1根锚索进行加强支护。锚索采用Ø18.9 mm×6 300 mm钢绞线, 锚索间排距均为1 400 mm, 锚索截断前露出索具长度不超过300mm, 截断后露出锁具长150~200 mm, 蓝漆端必须在外, 锚索托盘长×宽×厚=250 mm×250 mm×16mm。施工锚杆时全断面铺设金属网, 金属网采用6 mm钢筋加工而成, 规格2 000 mm×1 000 mm, 网目100 mm×100 mm, 四边均搭接100~200 mm, 搭接双边均必须联网, “三花”布置, 联网间距不大于300 mm, 采用双股14#镀锌铁丝连接, 布置在丁字筋或十字筋的交叉处, 连接铁丝扭结不少于3圈, 扭结头外露不超过30 mm, 朝向内侧。穿煤前巷道支护断面如图2所示。

2 支护方案

巷道穿煤期间, 由于煤层距离施工巷道掘进面垂直高度不一样, 其支护方式也随着高度进行调整。

2.1 揭煤前超前探测

通过超前探测, 可以掌握煤层的厚度、煤层的倾角、煤层与施工巷道掘进面的距离、煤层中瓦斯含量等参数[1], 根据煤层与施工巷道的位置关系, 及时调整支护方式, 确保安全生产。

(1) 布置2个探测眼, 探测眼尽量靠近掘进面, 探测眼垂直于巷道顶底板。

(2) 通过探测可得到的已知数据:巷道掘进坡度α, 探测眼距掘进面的距离D, 2个探测眼的间距为L, 2个探测眼见煤时的长度分别为L1、L2, 2个探测眼刚好穿过煤层时的距离分别为L1'、L2'。通过探测眼计算的数据:煤层倾角β, 煤层厚度h, 煤层与施工巷道掘进面的距离D' (沿巷道掘进方向) 。超前探测眼布置如图3所示。

(3) 煤层参数计算。煤层倾角β=α-arctan[ (L1-L2) /L];煤层厚度h= (L1'-L1) ×cos (α-β) ;沿巷道掘进方向, 煤层与巷道掘进面的距离D'=L2/cot (α-β) -D。

2.2 揭煤时支护方式

(1) 两帮为煤时, 若煤体松软易片帮、漏煤, 则将金属网格缩小为70 mm×70 mm, 或采用双层100mm×100 mm的金属网, 金属网交错布置, 以保证巷道两帮成型。

(2) 每根帮锚杆托盘后配备1块200 mm×200mm×30 mm的木托盘, 锚杆螺母后配备1个让压半圆球, 巷道来压后起到让压的作用。

(3) 缩小帮锚杆间排距, 通过增加锚杆支护密度来提高支护强度。

(4) 爆破掘进时, 煤体中布置松动炮眼, 巷道轮廓线500 mm以内不布置炮眼, 采用松动爆破配合风镐开挖的方式向前掘进。

2.3 托顶煤时支护方式

煤层上至巷道顶板及以上时, 由于煤体较软, 容易出现顶板漏矸、漏煤等, 造成原有支护强度降低、破坏或失效的现象[2]。另外, 顶锚杆锚固段在煤层中时锚固力下降, 降低了巷道支护强度。

2.3.1 超前支护

当煤层上至巷道顶板时, 为了防止顶板煤层垮落, 在每次爆破前采用管缝式锚杆对巷道进行超前支护[3]。超前支护距离须大于循环进度, 超前锚杆间距根据顶板破碎情况一般取200~400 mm, 超前锚杆以与巷道顶板夹角45°~60°打入顶板煤层内。

2.3.2 永久支护

(1) 防止顶板漏矸、漏煤。岩巷锚喷支护时可改用70 mm×70 mm网目的顶网, 或使用双层100mm×100 mm网目的顶网, 网格交错搭接。

(2) 顶板托煤时, 顶锚杆锚入顶板岩石内的长度小于500 mm时, 全部使用锚索代替顶锚杆, 锚索长度以锚入岩石内的长度不小于1 000 mm为宜。顶锚杆锚入顶板岩石内500 mm后, 再恢复使用锚杆支护。

锚索长度取决于2个因素: (1) 锚索锚固区在顶板岩石内; (2) 巷道顶板在法线方向上与煤层之间的距离[4]。锚索长度≥锚索锚固长度+外露长度+煤层在巷道顶板法线方向上的厚度+巷道顶板在法线方向上与煤层底板之间的距离 (图4) 。其中, 锚索的锚固长度不小于1 000 mm;锚索外露长度取300 mm;煤层在巷道顶板法线方向上的厚度H=h/cos (α-β) 。

结合陈四楼煤矿-720 m辅助水平回风斜巷现场实际, 锚索长度及支护设计选定方案如下: (1) 巷道顶板在法线方向上与煤层顶板之间的距离≥1 700mm时, 开始使用Ø18.9 mm×4 300 mm锚索代替锚杆支护顶板;巷道顶板在法线方向上与煤层顶板之间的距离≥3 300 mm时, 将Ø18.9 mm×4 300mm锚索更换为Ø18.9 mm×6 300 mm锚索。 (2) 巷道顶板在法线方向与煤层底板间距离≥2 200 mm时, 恢复原顶锚杆支护。 (3) 巷道顶板在法线方向上与煤层顶板之间的距离≥5 300 mm时, 将巷道顶板原加强支护的Ø18.9 mm×6 300 mm锚索更换为Ø18.9 mm×10 000 mm锚索。 (4) 巷道顶板在法线方向上与煤层底板之间的距离≥6 300 mm时, 恢复原Ø18.9 mm×6 300 mm锚索加强支护。

(3) 围岩破碎、矿压显现明显时, 可采用相应断面的U型钢棚进行支护。

3 支护效果分析

通过对陈四楼煤矿-720 m辅助水平回风斜巷穿煤段巷道进行矿压观测, 结合矿压观测数据 (表1) 分析可知:

(1) 穿煤段巷道在巷道开挖后60 d左右, 巷道变形趋于稳定, 变化幅度较小, 满足巷道支护强度的要求。

(2) 托顶煤施工时顶板下沉量相对较大, 表明巷道在下山掘进穿煤期间, 煤层上至巷道顶板以上之后, 矿山压力显现强烈, 顶板维护相对困难, 要根据现场地质条件, 及时调整支护方式, 确保支护材料满足支护强度的要求。

(3) 根据煤层与巷道掘进面的相对位置关系, 不断调整支护方式及参数, 可有效保证巷道成型, 提高巷道的长期稳定性。

4 建议

(1) 穿煤期间, 采用松动爆破, 只在岩石里布置炮眼, 多打眼少装药, 严禁放大炮。

(2) 每次爆破后, 对后巷顶板及两帮锚杆进行重新紧固, 防止因爆破冲击波降低锚杆的预紧力[5]。

(3) 每班安排专业技术人员对矿压观测位置进行测量分析, 及时掌握顶板离层以及巷道两帮位移变化情况。

(4) 穿煤期间跟班负责人要对巷道顶板锚杆、两帮锚杆、锚索等进行排查, 发现锚杆托盘变形、顶板明显下沉等现象, 及时采取加强支护措施。

(5) 为防止锚索预紧力失效而无法二次紧固, 上一循环支护的锚索外露长度以能够使用张拉机具再次紧固为宜, 锚索外露超长的可暂不截短 (喷浆巷道可在喷浆前截短) 。

(6) 如果穿煤期间巷道围岩破碎、顶板来压明显、两帮变形严重, 此时锚网索支护满足不了巷道支护要求, 可采用架设工字钢棚或U型钢棚加强支护。对于三软煤层, 在巷道穿煤前, 要对巷道围岩以及煤层进行提前注浆加固[6]。

5 结语

陈四楼煤矿-720 m辅助水平回风斜巷掘进过程中穿越二2煤层, 受地质条件影响较大, 通过对巷道穿煤期间支护方式的选择, 得出以下结论:

(1) 巷道揭煤前, 通过超前探测眼的布置, 可提前探明煤层情况以及煤层与巷道之间的相对位置关系, 及时调整爆破及支护参数, 确保巷道支护的稳定性。

(2) 巷道托顶煤施工期间, 采用调整锚杆与锚索相互更换的支护方式, 目的是为了保证顶板支护材料能够锚入硬岩中, 增加巷道围岩的自承能力[7], 确保巷道顶板来压时能够起到抗压目的。

(3) 通过对穿煤段巷道进行矿压观测分析, 采用全断面锚索支护以及根据现场实际情况变更锚索长度的支护方案[8], 有效解决了下山巷道穿煤期间支护困难的问题, 为今后下山掘进巷道穿煤支护技术的研究积累了宝贵的经验。

参考文献

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[4]李占金, 徐东强.软岩巷道支护理论及支护理论的研究和发展[J].河北理工学院学报, 2003 (4) :12-17.

[5]于忠久, 赵同彬.围岩松动圈理论及其在巷道支护中的应用[J].煤炭技术, 2004 (8) :57-58.

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[7]侯朝炯, 郭励生, 勾攀峰.煤巷锚杆支护[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1999.

[8]王广杰.软岩巷道支护形式浅析[J].煤炭工程, 2007 (3) :47-48.

下山施工 篇2

1 工程概况

陈四楼煤矿九采区胶带下山巷道设计长度为503.5 m, 开口处巷道底板标高-710.0 m, 巷道支护断面为梯形断面, 净断面宽度为4 200 mm, 高度不小于3 000 mm。九采区胶带下山按256°方位沿二2煤层顶板施工, 掘进方向煤层倾角10°~25°, 平均19°, 二2煤层厚2.53 m, 煤层硬度为1.1。巷道正常掘进时采用EBZ-160掘进机沿煤层顶底板截割并自行装煤, 后巷安装1部DSJ1000/63/2×160 k W型胶带输送机和1部B800×300/37 k W型电滚筒胶带机构成煤流运输系统。顶板和两帮都采用锚网带喷+锚索支护。巷道平面布置如图1所示, 巷道支护断面如图2所示。

2 设备参数

EBZ-160型掘进机、DSJ100/63/2×160 k W型胶带输送机、B800×300/37 k W型电滚筒胶带机主要技术参数分别见表1、表2、表3。

3 技术难点

3.1 移动

(1) 大坡度综掘施工的一个关键问题是如何解决掘进机的调动, 因为在较大的坡度下, 机器对地面的有效压力为重力的分力, 故有效附着力在其他条件不变的情况下, 随坡角增大将减小[3,4]。综掘机调动的灵活性取决于有效驱动力与行驶阻力的比值, 比值越大, 调动越灵活。有效驱动力取决于以下2种力中较小的1个:驱动装置所能产生的驱动力、机器对底板的附着力。

(2) 下山施工时, 工作面容易积水, 积水不能及时排除时, 综掘机在自重作用下容易沉陷在工作面的淤泥积水中。所以, 保证工作面干燥是解决综掘机大坡度下山掘进的又一个关键问题。

3.2 运输

大坡度下山施工中胶带输送机如何实现向上运输煤渣, 这是解决综掘机大坡度下山掘进的又一个关键问题。施工时必须采取更换胶带或采取防止物料下滑、滚落的专项措施, 保证施工时的安全[5]。

3.3 支护

下山巷道受背斜、向斜或断层等地质构造的影响, 部分地段围岩破碎, 大坡度下山巷道快速支护是确保掘进施工安全的关键环节。

4 解决方法

4.1 增加辅助油缸

在掘进机机尾胶带架两侧底板上各打注1根规格为18.9 mm×3 000 mm的锚索绳, 每根锚索配3根MSM2350树脂锚固剂, 锚索在底板上外露300~400 mm, 锚索锚注30 min后方可投入使用。使用U型销将1根长15 m的630链条与油缸基座销孔连接在一起, 然后将此630链条的两端链环分别穿入胶带机尾两侧的地锚索上, 通过锁具将此630链条固定在地锚索上;使用连接座将一根630链条的一端连接到掘进机主体尾部, 通过连接座将链条与油缸销孔连接。将油缸上的高压胶管连接到掘进机上, 通过操作掘进机的操作把手控制油缸的伸缩。

掘进机割煤后, 通过操作掘进机后安装的油缸辅助掘进机后退。掘进机后退时, 先将油缸伸长至最长, 然后拉紧与掘进机连接的630链条使掘进机与油缸之间的链条连接段处于最短的状态, 人员撤至距地锚索后方不少于10 m的安全位置, 掘进机司机启动掘进机, 操作掘进机与油缸使掘进机后退, 待油缸活塞缩短至最短后, 将掘进机支腿落至底板固定住掘进机避免掘进机下滑, 操作油缸操作手把使油缸伸长至最长, 然后将油缸操作手把打到零位, 再次调节掘进机与油缸之间的链条使其处于最短的状态, 然后进行退掘进机的工作, 重复上述步骤直至掘进机退至设计位置。

4.2 增加摩擦力

(1) 在局部底板岩石比较软或者底板留有底煤时, 可以在掘进机履带下面铺垫一些由松木加工而成的木道木, 增加掘进机履带与底板的摩擦力, 从而增大掘进机自身后退的动力[6,7]。

(2) 采用二级排水方法, 工作采用隔膜泵及时将积水排入到机尾附近的水箱中。水箱中安设1台潜水泵将水排至后巷水沟中。水箱由薄钢板加工而成, 随着工作面的掘进可以及时向前移动。顶板有淋水的地方及时搭设雨棚, 将水引入到水沟中, 保证综掘机附近巷道底板干燥, 从而增加履带与底板的摩擦阻力。

4.3 运输防护

在胶带输送机局部曲率半径比较小的地方, 安装由陈四楼矿自行研制的防跑、滚矸装置, 转载机二运采用防滑胶带, 同时在胶带输送机靠近行人帮的1侧, 安装防护网, 保证行人的安全。

4.4 快速支护

(1) 由于掘进机回退比较困难, 特制订专项措施, 将掘进机后退的距离由原来距离工作面不小于5 m减小到3 m, 缩短顶板空顶暴露时间, 及时进行临时支护[8]。

(2) 支护时定人定位置, 合理分工, 将人员分3组, 各组有自己的小组长, 保证支护进度和质量。

(3) 掘进机司机在割煤时要时刻注意顶板的变化, 若顶板脱层、掉渣时, 立即改变循环进尺, 循环进尺由原来1.4 m改为0.7 m, 并加强顶板的支护。

5 注意事项

(1) 严格执行“敲帮问顶”制度。开工前, 班长必须对工作面安全情况进行全面检查, 确认无危险后, 方准人员进入工作面。掘进工作面严禁空顶作业。

(2) 连接地锚索与油缸的链条必须受力均匀, 严禁出现链条一段受力大、一段受力小的情况。

(3) 每次张紧掘进机与油缸之间的连接链条前, 必须伸出掘进机支撑腿, 将掘进机固定牢固, 防止人员调节连接链条时掘进机突然下滑造成人员受伤。

(4) 退掘进机前, 除掘进机司机外, 其余人员必须退至固定地锚索后不少于10 m的安全位置, 退掘进机过程中, 掘进机司机必须注意力集中, 发现异常情况必须立即停止作业, 待异常情况排除后方可继续退掘进机。

(5) 下山工作容易积水, 保证水沟及时施工, 排水设备完好, 同时要有备用设备。

(6) 掘进机停止工作和检修以及交班时, 必须将掘进机切割头落地, 并断开掘进机上的电源开关和磁力启动器的隔离开关。

(7) 过断层期间, 顶锚和帮锚都必须紧跟掘进面, 滞后掘进面的距离不超过1排。

(8) 掘进机割煤前, 上部帮锚滞后掘进面的距离不超过1排, 下部帮锚滞后掘进面的距离不超过2排, 防止发生片帮。

6 结语

永煤公司陈四楼矿通过以上一系列措施, 克服了EBZ-160型掘进机本身存在的缺陷, 解决了大倾角下山掘进工程中的难题。与炮掘相比, 不但减少了搬运、安装、拆除设备 (溜子) 的工时, 还大大降低了职工劳动强度, 更重要的是提高了施工进度, 为陈四楼矿以后的大坡度下山巷道的施工提供了可靠的依据。

参考文献

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[4]武志俊, 翟佳道, 冯国海.复杂地质条件下综掘施工工艺研究与实践[J].科技视界, 2011 (2) :120-121.

[5]叶成林, 邢敦爱.大倾角煤层回采巷道快速掘进技术[J].煤矿支护, 2009 (4) :25-27, 33.

[6]高运增.普通综掘机大倾角上山掘进技术研究[J].煤炭工程, 2013 (3) :44-45.

[7]董开封, 丘富旺.掘进机在大倾角上山巷道施工中的研究应用[J].煤炭工程, 2014 (6) :46-47, 50.

下山采区二级排水节能浅析 篇3

某大型煤矿目前正在进行下山开采, 根据采区设计和地质报告:大巷标高-543m, 中部水仓-656m, 下部水仓-804m, 水井深5.5m, 采区正常涌水量97.3m3/h, 最大涌水量162 m3/h。当下部水仓投入使用时, 中部水仓已经底鼓变形的很严重, 矿建部门的设计员和管理人员一致认为没有维修的价值, 应当弃掉中部水仓改由下部水仓直接排水, 这样会省掉一些费用。但是作为机电部门的管理人员笔者却持不同意见: (1) 从下部水仓直接一级排水到大巷难度大、成本高。 (2) 原来流向中部水仓的水会流到下部水仓, 然后再排上去, 从长远来看不但不省, 反而浪费。因此, 是一级排水还是二级排水, 能否达到节能降耗的效果, 需要进行仔细分析。

1 一级排水成本高

1.1 基建费用高。

下部水仓排水至大巷垂深266.5米, 由于中间拐点较多等因素, 扬程损失较大, 经过计算下部水仓排水泵的扬程要达到400m, 应当选用多级泵。但是该矿地压较大, 尤其是-804米的下部水仓, 巷道经常底鼓, 顶板也破碎, 水仓经常需要修护。使用多级泵座在基础上排水时, 巷道稍微底鼓就要重新做基础安装, 不但影响排水, 增加基础投资, 而且维护起来也很繁琐, 成本较高。1.2效果差、成本高。多级泵不适用时就要选择不带基础, 适应性较强的大功率、高扬程潜水泵进行排水。但是扬程200 m以上的潜水泵获得“煤矿矿用产品安全标志”, “防爆合格证”的很少, 扬程400m以上的潜水泵更少且技术尚不成熟, 效率也低。事实上在投入初期, 该矿选择的BQS80-400/4-200N型隔爆潜水排沙泵就接连烧坏8台, 返厂维修累计成本高达20余万。

2. 二级排水效果好

2.1 吨水百米电耗指标。

吨水百米电耗与水泵效率、传动效率、电动机效率、管路效率的乘积成反比。能够反映矿井排水系统各个环节的总效率, 是一种能够比较科学、全面地评价排水设备运行情况的经济指标[1]。根据《矿井生产时期排水技术规范》MT/T 674-1997的要求, 排水设备吨水百米电耗应小于0.5KW.h, 否则认为是低效设备不予采用。可是该矿的下山采区在不宜使用大扬程多级泵进行排水的情况下, 大功率、高扬程的潜水泵就成为首先。根据必须的设备情况那么有

显然吨水百米电耗偏大, 低效率、高扬程的潜水泵不适用, 一级排水属于高耗能措施, 不应采用。而扬程200m左右的潜水泵技术比较成熟, 工况点效率都在在0.7以上, 满足《矿井生产时期排水技术规范》的要求。因此吨水百米电耗指标反映只有二级接替排水高效合理。

2.2 排水方式的选择。

根据以上论述, 在不能使用多级泵进行一级排水的情况下, -656 m以上的水就应该流向中部水仓, 避免下排, -656 m以下的水流向下部水仓。然后两个水仓采用中型潜水泵进行接替排水, 如图1所示, 方能避免浪费。

3 回流水浪费的电能

如果采用一级排水那么中部水仓以上的水要全部下流到下部水仓, 然后再用水泵向上回排会造成极大的浪费。每年浪费的电能如下:

γ-液体的重度;

QM2-管路的流量;

HM2-扬程;

nz-年正常涌水期水泵的工作台数;

Tz-年正常涌水时期泵每昼夜工作小时数;

rz-正常涌水时期泵工作昼夜数;

nmax-年最大涌水期水泵的工作台数;

Tmax-年最大涌水时期泵每昼夜工作小时数;

rmax-最大涌水时期泵工作昼夜数;

可见在一级排水时, 回流水上排时浪费巨大的电能。

4 回流水浪费的资金

回流水浪费的电能会直接转化成经济效益。

浪费的电费或节约的资金如下:根据该矿现行的电价, 换算成电费如下:按平谷电价全年节约电费为:1.036669×106×0.53928≈55.9万元;按峰谷电价全年节约电费为:1.036669×106×0.82508≈85.5万元;按低谷电价全年节约电费为:1.036669×106×0.31818元≈30.0万元;可见, 使用中部水仓避免回流排水, 是经济可行的手段, 能够促进节能降耗。

5 三项节能措施

5.1 降低机械损耗。

水泵的机械损耗是能量损耗的一个重要方面, 能量的损耗最终导致电能的浪费。水泵的机械损耗包括两个方面:一是轴承及轴封装置的机械摩擦引起的损 (KW) , 二是圆盘摩擦引起损耗 (KW) 。其中, 圆盘类零件的摩擦损耗在机械零件中占主要部分。因此选择一些装配精度和接触面光洁度都很高的水泵, 有利于降低机械损耗, 减少能耗。该矿在选择中型潜水泵时就是从这两个方面综合考虑, 选择星源矿山设备集团的BQS80-240/4-132N型隔爆潜水排沙泵, 机械损耗在3.2KW左右。5.2配备节能型变频器。水泵属于平方转矩负荷, 即转矩M与转速n的平方成正比, M∝n2;电动机轴的输出功率与转速的三次方成正比[4], P∝Mn2∝n3。而转速n=60×频率/电机极对数, 所以电机的功率与频率的三次方也成正比, 因此适当的时机降低频率进而降低转速, 电动机功率损耗就会大幅度地下降, 耗电量也就大为减少。可选用节能型变频器, 设定合适的U/f曲线, 节能效果可以达到40%~50%。该矿在实际运行中, 当把f由50Hz调整到40Hz时, 即n=0.84ne, 则电动机的实际转速降为原来转速的80%。根据电动机的额定功率P=Kn3e, 电动机在40Hz运行时的功率为P=Kn3=K (0.8ne) 3=0.592704Kn3e=0.592704Pe, 节电效率= (Pe-P) /Pe=0.407296=40.7296%。可见节电效果是多么显著。5.3减少管道阻力, 合理控制运行方式。排水系统上多余的管件和不必要的转弯及拐角会增加管道阻力, 增加输送水的单位耗电量, 它分为直线管道的管中阻力损失和局部阻力的压头损失。这些又与沿程阻力系数, 局部阻力系数, 流量和水管直径等有关。必须设法减少管道阻力。为此机电部门设计时两回路排水管路时尽量减少法兰的联结, 避免拐角, 在车场等必须拐弯的地方, 保证合理的曲率半径, 使其圆滑过渡。合理控制泵的运行台数是减低运行泵的轴功率的有效方法。如果水泵台数合理, 流量合适, 水泵运行的管路损失刚好大于设计的管路损失, 泵站所需的扬程与水泵额定工况下相当, 最终扬程不大不小刚好合适, 会大大节约电能同时选择合理的扬程, 当泵的扬程选择不合理或留有过多余量时, 也会浪费电能。

结束语

本文对生产过程遇到的问题进行介绍, 分析指出一级排水的缺点和不适用性以及吨水百米电耗指标, 对回流水浪费的电能和资金进行了计算, 指出二级接替排水是经济可行的手段, 能够促进节能降耗。最后结合实际进一步给出三项节能措施, 值得工程技术人员和管理人员在遇到类似问题时借鉴, 对从事节能管理的人员也有一定的参考作用。

摘要：通过对某大型煤矿下山采区二水平开采时的排水情况进行介绍, 对一级排水的成本和吨水百米电耗进行了分析, 又对回流排水的电耗和资金进行计算, 说明二级接替排水能够节能降耗。最后结合实际, 指出降低机械损耗, 配备节能型变频器, 减少管道阻力, 合理控制运行方式是进一步的节能措施, 值得从事矿井设计的工程技术人员和管理人员借鉴, 在节能降耗方面也有一定的指导作用。

关键词：排水,节能,成本,电耗

参考文献

[1]张景松.流体力学与流体机械之流体机械[M].北京:中国矿业大学出版社, 2005, 1.

[2]AQ 1012-2005.煤矿在用主排水系统安全检测检验规范[S].北京煤炭工业出版社, 2005, 6.

[3]MT/T 674-1997.矿井生产时期排水技术规范[S].北京:煤炭工业出版社, 1998, 6.

深井下山巷道快速掘进技术研究 篇4

杨营煤矿3100扩区下山为3300采区3下煤层开采服务, 开采范围为-750m~-1180m。其中3下煤层为一单斜煤层, 埋藏较深, 且有火成岩侵入, 煤层产状稳定, 煤层倾角17°左右, 平均煤厚2.36m。基本顶为15.6m厚粉砂岩、细砂岩、岩浆岩, 直接顶为5.72m厚中砂岩细砂岩, 直接底为0.43m厚泥岩, 基本底12.26m厚粉砂岩细砂岩。

该区瓦斯绝对涌出量为0.3m3/min, 3下煤自燃倾向性等级为Ⅲ类, 属不易自燃煤层, 自然发火期为105d, 无煤尘爆炸危险性。采区正常涌水量为130m3/h, 最大涌水量为194m3/h, 掘进期间需做好水文地质的物探工作, 并对已探明的富水区实施钻探, 进行有目的的疏放。

1 巷道快速掘进新技术

针对杨营煤矿3100扩区下山倾角大、地应力高的特点, 以及杨营煤矿具体的生产条件, 提出了岩巷快速掘进机械化作业线配置、采用高应力坚硬围岩条件下的巷道快速钻爆技术, 实现岩巷、半煤岩巷的快速掘进。

1.1 岩巷快速掘进机械化作业线配置

据实地考察, 杨营煤矿现有的掘进面配置与深部复杂开采条件不能很好地适应, 具有钻孔速度慢、扒装能力差, 且扒装机移设速度慢、循环进尺小以及提升能力不足等特点。针对现有作业线的不足, 因地制宜提出了机械化作业线:扒装机+皮带运输机+矸石仓作业线, 充分发挥了机械化作业线最大效能, 实现了大断面岩巷安全高效掘进。

1.2 钻爆新技术

随着开采深度的不断增加, 巷道凿岩成孔和爆破的难度不断增加, 呈现出钻孔效率低、爆破效果差、循环进尺小的现状, 原有的掘进钻爆技术已不能满足生产需求, 严重影响了巷道掘进速度。为此, 杨营煤矿需借鉴国内外先进的钻爆新技术:

1.2.1 新型定向断裂成形控制技术

该技术采用岩石定向断裂爆破装置, 如图1所示。把圆柱形工业炸药卷装入内壁轴线方向有对称V形突起1的无毒塑料管2, 药卷自身结构发生改变变为异形药包3, 沿轴向被压制成聚能穴4。将该装置装入巷道岩体开挖轮廓线上的钻孔中, 使聚能穴朝向炮孔连心面方向, 炮孔与炮孔之间的距离为传统爆破方法的1.5~2.0倍。爆破后, 聚能穴处的爆轰产物向其对称轴线的方向集中, 汇聚成速度和压力很高的射流, 该高速高压射流直接作用到孔壁上, 使对应于聚能穴方向的炮孔孔壁上形成优势裂缝, 而后爆生气体迅速涌入裂缝, 促进裂缝扩展, 形成沿炮孔连心面的光滑断面。

相比于传统的爆破技术, 新型定向断裂成形控制技术减少了钻孔数量和炸药消耗, 巷道成型质量好, 有效减轻了劳动强度, 提高了作业效率。

1.2.2 多向聚能爆破技术

该技术采用如图2所示的多向聚能爆破装置, 把圆柱形炸药药卷装入内壁带有5~8个V型突起1的塑料管2, 塑料管长度略大于装药长度, 外径小于炮孔直径。药卷因受挤压作用而变为异形药包3, 在V型突起部位形成聚能穴。装置引爆后, 爆炸能量沿聚能穴方向产生汇聚, 形成高速聚能射流作用到炮孔周围岩石上, 使孔壁上预先形成多条具有扩展优势的径向裂纹, 随后爆生气体迅速涌入裂纹, 进一步推动裂纹扩展。而在聚能穴方向以外的其它方向上, 塑料管对爆炸产物的阻碍作用和裂纹扩展的择优特性使原生裂隙的扩展受到抑制。同时, 由于爆破装置使爆炸能量发生转化, 部分能量用于射流侵彻作用, 大大降低了爆炸冲击波对孔壁的冲击, 因而可避免或减小压碎区的形成。

相比于传统爆破技术, 多向聚能爆破技术可大大减少炮孔数量和装药量, 减少一次起爆药量, 避免发生爆破危害, 减轻对保留岩体的扰动, 提高爆破施工效率并减轻劳动强度。

1.2.3 高效复式掏槽技术

高效复式掏槽技术主要工艺流程如下:

(1) 在巷道对称轴上按设计钻取双空掏槽眼;

(2) 以空孔为对称中心, 钻凿较浅的一阶楔形掏槽眼;

(3) 在楔形掏槽形成的空腔为自由面, 均匀布置大深度的二阶筒形掏槽。

复式掏槽技术结合上述多向聚能爆破技术, 可充分利用空孔空间、楔形掏槽和筒形掏槽的各自优点, 更易于形成新的可靠的自由面, 可明显改善目前3100扩区下山掏槽爆破效果。

1.2.4 中深孔光爆技术

在岩巷掘进中, 增加炮眼深度, 采用中深孔爆破技术, 可以增加循环进尺, 增加一次爆破岩石量, 减少打眼装药等工序的辅助时间, 有利于提高掘进速度和工效。

光面爆破是一种先进、科学的爆破方法, 可使掘出的巷道轮廓平整光洁, 便于采用锚喷支护, 围岩裂隙少、稳定性高, 超挖量小, 是一种成本低、工效高、质量好的爆破方法。

2 巷道平衡支护技术

由于3100扩区下山埋深较大, 巷道围岩软岩特性十分明显, 呈现出高应力、大变形、难支护的特点, 传统的锚杆支护理论对此具有一定的局限性, 且常规的锚网已经不能满足巷道支护要求。

预应力-让压平衡支护技术在预应力支护与高强锚杆的基础上, 通过平衡巷道变形和围岩应力来控制巷道开挖后的原岩应力与位移, 达到使支护结构与巷道位移及应力在合理范围内协同变化。对3100扩区下山的支护可起到明显的改善效果。

支护参数的合理与否是决定平衡支护成功与否的关键, 3100扩区回风下山采用斜矩形断面, 荒宽B荒=4100mm, 荒高H荒=2750mm, 荒面积S荒=11.28m2;净宽B净=3800mm, 净高H净=2600mm, 净面积S净=9.9m2, 采用高强预应力锚网索支护, 锚杆规格为Φ20×2400mm, 间排距为900×900mm, 配150×150×8mm托盘, 预紧力不低于40k N。在顶板锚杆之间布置锚索, 规格为Φ17.8×6300mm, 间排距1800×2700mm, 配200×200×10mm托盘, 预紧力不低于100k N, 支护方案如图3所示。

采用FLAC3D数值模拟软件对3100扩区回风下山的支护效果进行数值模拟, 由数值分析可知:采用此支护方案, 两帮的最大位移量为44mm, 顶板下沉量达38mm, 底板位移最大为11mm, 能较好的控制巷道变形量, 满足支护要求。

3 结论

3.1针对上下山掘进生产特点及制约因素, 结合杨营煤矿目前掘进生产装备特点, 因地制宜地推广应用了机械化装运作业线, 实现了大断面斜巷安全高效掘进。

3.2根据杨营煤矿采用传统爆破方法爆破过程中存在的问题, 有针对性的提出了巷道钻爆新技术, 主要包括:新型定向断裂成形控制技术、多向聚能爆破技术、高效复式掏槽技术以及中深孔光爆技术。

3.3针对3100扩区下山高应力、难支护的特点, 提出了预应力-平衡支护技术, 采用预应力高强锚杆、锚索进行支护, 成功地控制了巷道变形, 为巷道的快速掘进提供了安全保障。

摘要：本文从快速掘进技术、巷道支护技术以及现场管理等方面进行了探讨, 旨在实现巷道的快速掘进, 满足矿井正常采掘接替要求。

关键词：快速掘进,掘进作业线,断裂爆破,平衡支护,施工管理

参考文献

半煤岩轨道下山支护技术研究 篇5

作为典型的“三软”煤层矿区, 郑煤集团为改善矿区内软岩巷道维护状况, 通过与国内高校、科研院所长期合作, 开展大量软岩巷道支护技术研究[1], 大量新型支护技术得到推广应用, 岩石巷道支护难题逐步得到解决, 但煤巷、半煤巷支护难度依然很大。为了矿井的安全高效生产, 避免“屡修屡坏”的恶性循环, 迫切需要解决该类巷道的支护难题, 采用更为有效的支护技术以改善巷道的支护状况, 保证巷道正常安全使用。

1 工程概况

某矿轨道下山作为该矿准备巷道, 担负着整个采区的行人、通风及运输任务, 对该矿的安全生产起着非常重要的作用。采区轨道下山为半煤岩巷道, 围岩条件较差, 由轨道下山地质剖面图可以看出:其直接底板为呈碎块状的二1煤, 煤体强度较低;巷道顶板为砂质泥岩, 岩性较弱, 质软易碎。轨道下山地质剖面图如图1所示。

2 巷道失稳破坏原因分析

2.1 巷道失稳破坏特征

该矿采区轨道下山采用36U型钢棚支护, 支架下净宽4 315 mm, 净高3 000 mm, 净断面面积约12 m2。支架搭接处采用2付卡缆, 搭接长度425 mm, 两帮搭接处各使用一根拉杆。

采用上述支护方式后, 支架在承载过程中主要存在以下变形特征:U型钢棚搭接处卡缆螺杆拉断, U型钢棚顶梁或棚腿在搭接处被折断;巷道两帮过大的收缩变形导致棚腿失稳、顶梁侧弯;巷道顶板下沉、底鼓及支架钻底严重, 不仅支架顶梁下滑严重, 导致拱顶压平, 而且巷道底鼓量普遍较大;用作U型钢支架背板的椽子大多滑脱、折断, 大量软弱岩体从支架间挤出;巷道两侧帮脚内移明显, 同时棚腿向外5°扎角大多变成内扎角;支架搭接部位大量出现低阻滑移。

2.2 巷道失稳破坏原因分析

基于现有U型钢棚支护的围岩变形破坏特征的现场调查分析看, 导致巷道失稳破坏的主要原因如下: (1) 围岩岩性差、强度弱。根据轨道下山掘进过程中揭露岩层状况可知, 巷道围岩以砂质泥岩、煤为主, 中上部围岩为砂质泥岩, 且层间含泥质条带, 节理裂隙较为发育, 岩体岩块强度较低;直接底板为二1煤, 煤体极为软弱, 在高应力作用下, 极易产生塑性流变。 (2) U型钢支护结构稳定性差。U型钢支架因其具有高阻可缩、可多次复用等优点而得到广泛应用, 常见直腿半圆拱U型钢支架主要由顶梁、柱腿及连接件组成, 顶梁一般为圆弧拱形结构, 柱腿为直梁结构。在结构承载能力方面顶部拱结构远高于两帮的梁结构, 但顶部拱结构的承载能力又受两帮梁结构的制约, 一旦两帮梁结构产生破坏, 顶部拱结构的承载能力随之急剧降低。因此, 为适应巷道围岩变形特征, 提高U型钢支架的结构稳定性, 应首先加强两帮梁结构的稳定性, 这不仅能够显著提高梁结构的承载能力, 同时能够使拱结构的承载能力得以充分发挥, 然后进一步提高拱结构的承载能力。而轨道下山原有支护并没有针对两帮采取加强措施, 使得巷道两帮首先成为结构失稳的突破口, 并随着两帮的失稳、破坏, 造成顶部拱结构的承载能力难以充分发挥。 (3) 无控底措施。由于巷道底板未采取控底措施, 导致底板首先成为巷道变形、破坏的突破口, 而且往往由于底鼓量较大, 不得不进行卧底。一方面由于卧底过程中人为对底板岩层进行扰动, 使得巷道围岩松动圈发育范围进一步扩大;另一方面, 巷道反复卧底进一步降低了巷道支护承载结构基础的稳定性, 促使巷道两帮内移, 导致支护承载结构稳定性进一步降低。

3 新型支护技术方案及支护效果

3.1 新型支护技术方案

根据以上分析, 控制软岩巷道围岩变形必须在遵循客观规律的基础上, 充分发挥支护体的承载性能, 据此提出封闭U型钢支架+锚索结构补偿的支护技术[2,3], 即采用具有高阻可缩特性的36U型钢封闭支架作为基本支护, 利用其提供较高支护阻力, 控制软弱岩体产生的塑性流变;同时, 采用支护结构补偿措施, 对支架承载结构的薄弱部位进行结构补偿, 在提高支护结构稳定性的同时, 充分发挥主动支护和被动支护各自的承载性能, 大大提高支护承载结构的整体承载能力。具体支护方案如图2所示。

具体技术措施如下: (1) 架棚、设置拉杆。U型钢棚棚距为600 mm, 支架搭接长度为500 mm, 搭接位置采用2付双槽夹板限位卡缆和1付普通双槽夹板卡缆, 中间卡缆靠近下部卡缆安装, 卡缆螺母预紧力矩不低于300 N·m, 随后安装拉杆; (2) 挂金属网背板、安装拉条。为保证提高支架护表能力, 沿U型钢棚外侧 (即槽口) 均匀铺满一圈菱形金属网;金属网搭接100 mm, 每隔300 mm连网, 要求网片之间连接牢靠;接着在网与棚子之间安装金属拉条, 沿巷道走向每300 mm安装1个; (3) 安装帮顶锚索进行结构补偿。垂直岩面施工锚索孔, 锚索采用φ17.8×6 000 mm 1860钢绞线, 锚索间排距为1 000 mm×1 200 mm, 每个锚索孔采用1支K2350和2支Z2350树脂药卷, 锚索托梁采用废旧U型钢或工字钢加工, 锚具采用锁芯为两半的锁具, 锚索预紧力不低于9 t; (4) 落底、施工底反拱。待架棚一段距离后, 首先按支护断面卧底, 然后按设计要求安装底板反拱支架;底反拱安装, 经验收合格后, 方可恢复底板至设计底板标高; (5) 安装底板锚索进行结构补偿。施工底板锚索孔, 锚索采用φ17.8×6 000 mm 1860钢绞线, 其它技术要求及参数与帮顶锚索相同。

3.2 支护效果

全封闭支架+锚索结构补偿支护方案施工后, 为检验支护效果, 在试验巷道内设置了一组观测站, 对巷道表面位移进行观测, 观测结果如图3所示。

由图3可知, 巷道围岩在一个半月左右趋于稳定, 巷道两帮最大移近量在51 mm左右, 平均移近速率约1.13 mm/d;顶底板最大移近量在73 mm左右, 平均移近速率约1.62 mm/d。可见, 采用该支护技术方案后, 巷道围岩变形得到有效控制, 保证了巷道的正常安全使用。

4 结论

(1) 根据对轨道下山变形破坏特征的现场调查分析, 得出围岩强度低、U型钢支架结构稳定性差、无控底措施是巷道破坏的主要原因。

(2) 结合轨道下山围岩与支护变形破坏特征及原因分析, 从提高并充分发挥支护体承载能力出发, 提出了全封闭支架加锚索结构补偿新型支护技术。

(3) 现场工业性试验表明, 全封闭支架+锚索结构补偿新型支护技术能有效控制该矿轨道下山围岩变形, 保证了巷道的正常安全使用。

摘要：为解决郑煤集团某矿半煤岩轨道下山支护难题, 通过对巷道围岩及支护变形破坏特征的现场调查分析, 得出围岩强度低、U型钢支架结构稳定性差、无控底措施是巷道破坏的主要原因。据此从提高和充分发挥支护体承载能力出发, 提出了全封闭支架+锚索结构补偿新型支护技术, 并进行了现场工业性试验, 试验结果表明, 该技术能有效控制巷道围岩变形, 保证巷道的正常安全使用。

关键词：三软煤层,轨道下山,结构补偿

参考文献

[1]刘玉卫.“三软”煤层破碎围岩巷道钢-索联合支护技术研究[J].中国煤炭, 2012, 38 (2) :61-64

[2]荆升国.高应力破碎软岩巷道棚-索协同支护围岩控制机理研究[D].徐州:中国矿业大学, 2009

近距离跨集中下山回采实践 篇6

双阳煤矿3724采煤高档队, 经过有关资料查找及我矿跨石门开采经验, 加之采取有效顶板支护措施, 将之该集中石门下山岩柱缩小至3m, 多收煤炭资源提供生产实践经验。

1、概况

双阳矿3724采煤队于2004年7月回采的-150左十二层Ⅳ块煤, 煤厚1.75m, 煤层倾角6°—8°, 工作面长度190米, 回采方法, 倾斜长壁开采, 工作面配备一台MG—320机组和SGB—630/220型刮板机, 支护采取“四、五”排单体对柱管理。

该块煤12层煤顶板, 伪顶为0.1~0.3米灰黑碳页岩, 随采随落, 直接顶为2.5米, 厚灰白中砂岩, 老顶为4.2m~4.8m厚白中砂岩, 底板为3.2m厚的灰白中砂岩及12下层煤 (1.3米厚) , 其下为4—5米厚的灰白中砂岩。该集中下山在12层煤下联合布置的机轨合一巷, 服务12层煤和16层煤运煤及下料, 并且二层煤同期生产, 该全岩下山295m, 巷宽3.5米, 巷道净高2.3米, 两排锚杆支护, 间排距1.0米×1.0米, 三心拱巷道。

2、跨全岩集中巷回采可行性论证

随着工作面向前回采推进, 使之工作面底板与其全岩集中下山岩柱由大变小, 拉应力和剪应力使底板出现系列垂直与岩层层面的裂隙形成底板“破坏带”, 其深度为最大采高5倍, 即h=最大采高×5=1.75×5=8.75m。借鉴我矿已采过的3722, 3721工作面跨石门回采经验, 该两层煤层间距为3.2m, 其12下层煤跨石门最小岩柱为8.5m, 石门采取的是U型钢棚支护, 经过12层及12下层2次采动影响, -150前石门围岩状态总体比较稳定, 没有受到大的破坏, 更没有影响石门正常使用, 在巷道变形方面, 局部两处喷层脱落, 在50m影响段范围内巷帮岩层有裂隙, 裂隙圈0.5左右, 主要是来自于顶板的压力, 以剪切形式传递巷道围岩中, 加之围岩稳定破坏后, 应力释放到石门, 围岩产生微观位移量和弹性变形。

3、跨集中下山采取措施

借鉴跨石门以上经验, 通过对该巷道围岩的受力分析, 我们对预定范围进行了加强支护, 即在岩差小于8.8米, 岩差大于1.5米的全岩下山35米长范围内打设亲口木棚支护, 一米一架, 并在两架棚中间加打一棵加强木柱, 保证刹帮、刹顶。

矿压观测是提供我们技术措施依据, 首先对回采工作面的支柱工作阻力, 和全岩下山顶板相对下沉进行现场观测, 在回采工作面对应集中下山内, 从1.5米岩差位置40米范围内布置了5个观测点, 进行了顶板下沉量观测, 从现场观测数据看, 工作面周期来压期间压力值在17~30吨, 平时压力在10吨~15吨范围, 但通过5个点观测集中下山下沉量没有。

4、回采实践的论证

通过回采实践, 当工作面推至与跨巷留有5米岩柱时, 超前工作面7米的集中下山巷有一处出现落石, 此时工作面正赶上周期来压, 工作面推进10米, 集中下山对应处前5米, 后8米范围拱基处和巷帮出现裂隙, 岩石发生剪切破坏, 片帮深度在0.1~0.15m之间, 通过探巷可知裂隙带深度在0.3—0.5左右, 为避开周期来压工作面又推进2.4m停采, 此时工作面与集中下山最小岩柱为3米, 随后集中下山没有发生大的变形, 只有三处巷帮片帮, 片帮深度为0.1~0.6米, 长度3.5米, 顶板有两处掉皮, 厚度30—50毫米, 对巷道的正常使用无影响。

5、集中下山围岩变形分析

通过对集中下山的巷道围岩变形及应力分析, 该围岩破坏主要来自于回采工作面, 周期来压时老顶的冲击, 由于冲击压力从煤层和支柱以及空区传递到底板, 即集中巷的围岩中, 造成围岩的剪切破坏, 集中下山无明显下沉, 可以说明集中下山围岩处在弹性变形范围, 塑性变形很小, 由于这种弹性变形导致巷道顶板最外层折断、片落、正常回采时, (无周期压) 工作面围岩应力缓慢的释放对下山巷道破坏不大, 对下山巷道只产生微小变形, 对巷道正常使用无大影响, 只要在巷道支护上加强一些即可。

6、经济效益分析

通过科学的论证和生产实践, 将保护岩柱8.75米缩小到3米, 多回收煤炭资源16128吨, 利润143378元。

7、结束语

下山施工 篇7

矿井在进行开拓布置时, 一般均采用上山开采方式。采用上山开采时, 矿井运输能力大, 掘进工序、通风管理和排水系统等都比较简单。但是随着提升设备的发展, 开采强度的逐渐加大, 单纯的上山开采方式会造成矿井服务年限缩短, 水平接续紧张的局面, 不利于矿井稳定有序的生产。

而采用上、下山相结合的开采方式, 不但可以加大阶段垂高, 减少井田的水平个数, 增加水平储量和服务年限, 延缓水平接续时间, 而且还节省了巷道和硐室工程量, 降低了矿井开拓掘进率, 有着比较好的经济效益。

1 井田概况

龙湖煤矿是七煤 (集团) 公司上世纪80年代末开始建设的新区, 矿区内含煤地层为上侏罗统鸡西群滴道组和城子河组, 含煤共105层, 煤层总厚73.7 m, 有41个可采和局部可采煤层, 可采煤层总厚40.9 m, 其中主要可采煤层均赋存于城子河组, 共有16层, 占总储量的80%。本区煤层以倾斜煤层为主, 伴以少量的缓倾斜及急倾斜煤层, 煤层倾角变化于10°～65°之间, 可采厚度变化于0.5～3.33m之间。井田内构造主要以断层和向、背斜为主, 属高瓦斯、有煤尘爆炸危险矿井。

2 问题的提出

龙湖煤矿原设计由沈阳煤矿设计院承担, 矿井设计生产能力为120万t/a, 开拓方式为立井多水平主要大巷分区石门的开拓方式。全矿井共划分为三个水平:一水平标高为-100m, 二水平标高为-350m, 三水平标高为-600m, 开采方式均为上山开采。由于龙湖矿一水平被浅部小井占用储量较多 (现一水平仅剩有工业储量2906.3万t, 可采储量2223.6万t) , 这就造成一水平 (-100m以上) 服务年限大幅度减少 (尚可服务13.2 a) , 同时也使一水平矿井投资利用率降低。

3 上、下山相结合开采方式的应用

为了延长龙湖煤矿一水平的服务年限, 缓解矿井水平接续紧张局面, 我们在对龙湖煤矿进行深部开采规划设计时, 采用了上、下山相结合开采方式, 依据煤层分布及储量情况, 对开采水平进行了重新划分。

一水平标高仍为-100m, 二水平标高改为-600m, 在-400m标高设回风水平, 一、二水平均采用上、下山相结合开采方式进行开采, -100m～-400m标高范围内由一水平利用下山进行开采, -400m～-600m标高范围内由二水平利用上山进行开采, -600m标高以下目前尚未勘探, 如有储量, 由二水平利用下山进行开采。

经统计计算, 龙湖煤矿-100m～-400m标高范围内 (一水平下山区) 工业储量为13295.9万t, 可采储量为9492.09万t, 服务年限56.5 a。-400m～-600m标高范围内 (二水平上山区) 共有工业储量8844.07万t, 可采储量6060.36万t, 服务年限52.6 a。

由此可见, 采用上、下山相结合开采方式后, 一水平服务年限增加了56.5a, 二水平上山区服务年限为52.6a, 矿井的水平服务年限均满足《煤炭工业矿井设计规范》 (GB50215-2005) 的要求。采用上、下山相结合开采方式解决了矿井水平接续紧张的问题, 同时减少了一个开采水平, 可节省大量开拓延深巷道, 减少大量投资, 具有比较明显的经济效益。

4 下山开采的影响因素及采取的措施

龙湖煤矿采用上、下山相结合开采方式后, 虽然减少了井巷工程量和投资, 延长了水平服务年限, 缓解了水平接续紧张关系, 但下山开采同时也带来通风、瓦斯、排水等方面的问题, 使下山开采的生产成本增加。

4.1 下山开采时的通风和瓦斯治理

龙湖煤矿为高瓦斯矿井, 下山开采时的通风管理和瓦斯治理是保证矿井安全生产的重要环节, 也是影响矿井采用上、下山相结合开采方式的关键因素, 为此设计采用了以下措施:

(1) 采取抽放瓦斯等措施, 加强瓦斯治理和通风管理。

(2) 采用合理的开采顺序, 同一块段同一煤层 (组) 内, 宜先采上山, 后采下山, 同时尽量做到高、低瓦斯含量煤层搭配开采。

4.2 下山排水方式

龙湖煤矿的正常涌水量500 m3/h, 为减少下山采区的排水费用, 设计采用了分水平集中排水方式, 使下山开采时的排水费用增加极为有限。

5 结语