煤矿主斜井

2024-10-07

煤矿主斜井（共9篇）

煤矿主斜井篇1

引言

随着煤矿开采技术的不断革新,曹跃煤矿综采工作面的设备配置逐步更新换代至大功率、高生产效率智能化的综采设备上来,且其配套使用的胶带输送机也在迅速升级,以便达到开采工艺的要求,提升生产运输的能力。

由于属于黏弹性机械范畴的胶带输送机存在一些问题,譬如重载启动电压过大,造成无法启动;小负载全速运行,造成浪费电力等情况。因此依据曹跃煤矿生产情况和上述问题,本文提出了煤矿主斜井强力带式电控技术方案,概要地阐述解决问题的方法,主要包括主斜井强力带式输送机整体架构、主斜井强力带式电控技术方案、方案硬件配置说明和DTC直接转矩控制四个方面。

1 主斜井强力带式输送机整体架构

强力带式电控输送机主要是由滚筒、变频电机、减速器、联轴器、制动装置、逆止器、胶带、机身、张紧装置、ABB变频器等组成一个运动系统,再加上跑偏、温度、烟雾、堆煤、纵向撕裂、打滑等保护装置综合构成。

1.1 整机技术要求

1.2 设备制作所需主要配备

2 主斜井强力带式电控技术方案简述

依据曹跃煤矿主斜井强力带式电控现场情况分析报告及未来煤矿开采自动化控制技术的发展趋势,采用交流变频直接转矩控制调速方案。该方案符合当前矿井大型带式输送设备配置的技术要求,且具备如下特点:技术成熟先进,可靠性、稳定性高,具备国际国内领先水平;方案简单,易于实施,维护量小,故障恢复时间快;备件供应及时,经济性好,性价比高等。

此方案主斜井带式输送机流程如图2所示。具有以下参数性质:向上输送胶带的架设倾角为30度;胶带幅宽1.0米,总长902米 ;胶带机设计运行速度为3.05m/s ,并且根据特定情况调节;设计输送能力为400吨/小时,性能实效达至最大;两台电机驱动胶带运行环境潮湿且多尘。带式输送机的应用的主要特点是:长距离、大运量、大型化、黏弹性强,且运输成本低、无地形限制、维护成本低。

其中有两个关键问题。第一个是启动控制问题:实际使用中,输送带是黏性弹性体,长距离带式输送机的输送带对驱动装置启动制动的动态响应是一个非常复杂的过程,由于其重负及惯性的影响,启动不平稳,启动电流对电网的冲击较大,且在制动力、惯性力的瞬间作用下产生的应力变化相当大,瞬时变化引起各承载件的动载荷变化,会加速托辊的损坏,缩短输送带的使用寿命。第二个是输出功率控制问题:多电机传动的负荷分配及速度同步,轻则启动不正常,重则电机烧毁。

3 方案硬件配置说明

整体配置下图3所示。整机系统主要有高压配电系统、驱动系统、变频系统、监控管理系统和皮带综合保护系统组成。其中主传动设备是核心,是目前最先进、最成熟、最可靠、应用最广泛的传动装置。系统具如下特性:软启软停、保护胶带、延长胶带使用寿命;主从控制,均衡电机负荷,自动实现功率平衡;光纤通讯,输速率高,无干扰;起停时间可在0-3600S内任意设定,大大降低胶带带强;基本无维护工作量,减低了维护人员的工作强度控制简单,自动化程度高;系统功率因数在0.95以上。如今许多煤矿港口中运用到的提升机、胶带机都在技改和设计中选用变频调速装置,且技术水平达到国内外同行业领先水平。

本方案用两台ABB ACS800系列690V变频器分别驱动两台电动机,两台电动机机头集中驱动,两台变频器工作于主从驱动模式。综合考虑系统的性能价格比,选用690V变频器拖动690V电机的形式。

由于用户带式输送机的两台电机同轴,系统要求两台电机出力相同、即要求转矩平衡,因此两台电机的控制方式应该是彼此相互关联的。为保证两台电机的转矩平衡,我们把控制系统设计为主从控制结构,一台主变频器按照皮带输送要求对整个系统进行速度控制,主变频器的速度调节器的输出作为转矩设定值,分派给主变频器和从变频器;从变频器工作在闭环力矩控制模式,进行各自的力矩闭环调节,这不仅保证了两台电动机的出力一致,达到转矩平衡,而且与矢量控制、V/f控制相比,将会获得很大的起动转矩。

交流变频调速具有的优势是:调速范围较大,平滑性好,且精确度和效率高;低速时,特性静关率较高,电动机过载性能降低,稳定性好;节电性能好,不冲击系统及电网;变频器体积小,方便安装、调试和维修;智能化自动化控制实现简单。

4 DTC直接转矩控制

直接转矩控制(Direct Torque Control,简称DTC),把“直接自控制”作为核心思想,以转矩为中心,即控制转矩,又用于磁链量的控制和磁链自控制,成为目前最先进的控制技术。ABB ACS800系列变频器主从控制采用直接转矩(DTC)作为其核心控制原理。直接转矩控制与矢量控制不同,它不是通过控制电流、磁链等量来间接控制转矩,而是把转矩直接作为被控量来控制,并且电机控制和逆变器控制结合紧密,达到控制交流电机的完美极限。其实质是用空间矢量的分析方法,以定子磁场定向方式,对定子磁链和电磁转矩进行直接控制的。这种方法不需要复杂的坐标变换,而是直接在电机定子坐标上计算磁链的模和转矩的大小,并通过磁链和转矩的直接跟踪实现PWM脉宽调制和系统的高动态性能。

ACS800的特点是:具有无可挑剔的精确的动静态控制;并联模块具有冗余功能;每一台模块都是一台完整的三相逆变器 ;如果一台模块故障,能继续轻载运行,减少故障停机时间,恢复快;传动设计独特;标准内置交流电抗器,综合体积小,接线简单,明显降低电源高次谐波含量,降低电磁辐射,保护整流二极管及电容器免受电压、电流的冲击,低噪音。 ACS800 光纤通讯高,提高动态控制水平和生产效率;噪声抑制好,增加安全和可靠性。

5 结语

煤矿主斜井强力带式电控技术将不断地发展创新,并且新的高端的设备配置也会随之而出,尤其是在设备变频器和控制策略方面显得突出,未来必将出现比直接转矩控制更出色的方法和各类更新的变频电机等高科技设备。

摘要：本文提出了曹跃煤矿主斜井强力带式电控技术方案,主要包括主斜井强力带式输送机整体架构、主斜井强力带式电控技术方案简述、方案硬件配置说明和DTC直接转矩控制四个方面。

关键词：煤矿,主斜井,强力带式,电控技术

参考文献

[1]吴玮,夏晶晶.ABB变频器在矿井皮带输送机驱动中的应用[J].商业文化,2011,(8):211～212.

[2]王运行,张海峰.瑞平张村矿主斜井强力胶带运输机驱动装置技术改造[J].机电产品开发与创新,2011,(5):68～70.

[3]梁义.强力皮带机的构造与要求[J].科技信息,2009,(22):273.

[4]赵钢.交流变频调速的优势与应用[J].黑龙江科技信息,2009,(33):18.

[5]邓启文,尹力明,佘龙华,吴峻.直接转矩控制的发展与展望[J].微特电机,2002,(1):36～38.

煤矿主斜井篇2

主斜井井筒表土段施工作业规程

一、工程概况：

主斜井井筒设计总长度

1231.999m，坡度25，净断面积15.29m。其中表土段预计为44.958m，掘进断面积24.1m，采用混凝土砌碹支护，支护厚度拱部500mm、墙部500―800mm基础深900mm、铺底300mm。井筒内设台阶、水沟，台阶规格为700ҳ386ҳ180mm，水沟净规格为200ҳ 200mm。

主斜井井筒井口坐标： X=4045365.000 Y=19668290.000 Z=+900 a=+235°（方位角）

3、主斜井井筒在表土段与基岩段接口处留有30mm的沉降缝，沉降缝采用沥青煮过的木板填塞。

4、主斜井井壁浇筑混凝土强度等级为C20。井口底板标高均为+900m。

5、在距主斜井井口5m处南面留一1500ҳ1850mm暖风硐口，暖风硐工程量3m，坡度±°，采用混凝土砌碹支护，支护厚度300mm，铺底100mm。

二、施工方法：

根据地层和地貌情况，主斜井表土段施工采用明槽与暗挖相结合的施工方法，从井口到山根全部明槽开挖，其余暗挖。根据实际揭露的表土性质、涌水情况确定采用普通施工方法或采用板桩、工字钢支架加背板施工法施工暗挖段。施工期间先预留暖风硐口，表土段施工结束后再进行施工。

1、明槽开挖施工

根据施工组织设计，主斜井井筒（井口到山脚的长度暂定为10m，即明槽上口长度为10m，施工时根据实际情况予以调整）明槽开挖长度8.69m（槽底长度），槽底宽度为7.4m。明槽边坡坡度为60°，上口宽度为11.64m，开挖体积为161.8m。

明槽开挖采用挖掘机挖掘，挖出的黄土部分用于栈桥起坡，部分用自卸车运走，如果施工中遇到流沙层，另行编制施工措施。

2、明槽开挖段砌碹

明槽施工结束后，采用普通施工法人工暗挖3m，采用挡板、斜撑将明槽门脸上部维护好，自下而上支设内外模板，在主斜井井口附近安装一台JZC—350型搅拌机拌料，锁好口后由下向上砌筑明槽开挖段井壁开挖段井壁进行永久支护，直至锁口。

附：井筒表土段断面图

3、明槽回填施工

明槽开挖段砌筑砼完成后，采用人工回填分层夯实的方法回填明槽。回填时，两侧对称回填，每回填300mm为一层，然后人工夯实。如遇膨胀土层或流沙层时，同甲方协商后可采用加白灰或3:7灰土回填夯实。

4、暗挖段施工

暗挖段采用人工手镐、风镐挖掘，全断面一次掘进，短段掘砌作业方式。根据表土或岩层稳定程度，掘进段长0.5m。掘够1.5m后，浇筑砼进行永久支护。遇到岩石坚硬时，可采用放震动炮通过，人工装车，JD——55型绞车提升，1.4mV型矿车运输，运至地面后，人工翻土。

三、施工工序

明槽开挖：交接班、文明施工—明槽上口、工作面安全检查—人工放坡—挂中腰线—施工导水坑排水—挖基础、出土—浇筑基础—支箍、模板—浇筑墙、拱—拆箍、模板

暗挖段施工：交接班、文明施工—安全检查 —挂中腰线—人工挖掘（打眼、装药、放炮通风）—出矸—临时支护—挖基础、浇筑基础—支箍、模板—浇筑墙、拱—拆箍、模板

四、临时支护

采用挖掘机挖掘明槽，人工放坡，明槽两侧坡及迎面坡的坡度为60°（坡比1:0.58）。施工明槽和人工放坡时，自上而下施工。

暗挖段施工，临时支护采用11号矿用工字钢支护，支架间距0.3m，支架后用0.03m厚的木板密背，然后喷砼50mm厚。

五、提升、通风、排水

表土段施工，主斜井井筒采用一台JD—55型绞车提升，1.4mV型矿车运输，暗挖段施工前在距主斜井井口10m处安设一台JBT62—2型局部通风机，配11KW电机接Φ600mm胶质风筒向工作面供风，排水采用一台风动隔膜泵跟头排水。

六、质量要求与保证措施

1、掘进

（1）严格按中腰线及设计断面尺寸要求施工。（2）巷道基础深度必须达到设计要求。

（3）暗挖段掘进，局部超挖不大于300mm，严禁欠挖。

2、文明生产

（1）严格执行质量标准化标准，文明生产达到标准化要求。（2）巷道内应保持清洁卫生，达到“三无”要求。（3）后路管路、工具，分类存放整齐，挂号物料牌。（4）巷道中腰线，应用白灰清晰标出。

（5）机电设备及安全设施要定期维修，挂牌管理，包机到人，始终处于完好状态，杜绝失爆现象。

（6）电缆线、风管、水管和风筒要按规定吊挂成线，余线在规定位置盘挂整齐。

（7）机电设备及物料存放必须距临时轨道0.5m以上。（8）临时轨道应按《矿井质量标准化标准》铺设。枕木一头齐，间距均匀，间距1m，枕木不得松动悬空。

3、永久支护

（1）施工前要根据工程规格和进度要求，准备好足够的挡板，撑子和其他材料。

（2）检查碹胎模板是否符合要求，不合格不能使用。（3）严格按中腰线支设内外碹胎和模板工作，保证浇筑后的成型质量。

（4）模板表面要清理干净并在使用前抹油。

（5）在浇筑砼过程中，还要经常检查模板、撑木是否发生移动和变形，如发现与设计要求不符时要找出原因，立即处理。（6）在现场施工前，应先按实际材料作配合比实验。（7）严格按配合比要求进行施工。

（8）在浇筑砼前，必须先用水把接茬冲洗干净。（9）接茬施工应特别注意，保证砼饱满，接茬严密。（10）为保证浇筑砼质量，要保证砼垂直入模，均匀下料，分层对称浇筑，浇筑层厚控制300mm并随浇筑隧捣固，消灭蜂窝、麻面和狗洞，振捣采用风动振动器。（11）浇筑砼采用整体浇筑。

4、其他要求（1）明槽开挖掘进

A标高 ±50 B长度 0—300 C宽度 0—300（2）冲积层掘进

A宽度 0—200 0—300 B高度 0—250 0—400（3）模板

A宽度 10—30 10—40 B高度 10—30 10—40 C模板到岩面 ≥-15 ≥-30 D模板接缝 ≤3 E基础深度-30—100 F轴线偏移 ≤5 G两模板高低差 ≤5 H接茬平整度 ≤15（4）混凝土支护

A净宽 0—30 0—50 B净高 0—30 0—50 C壁厚 ≥-15 ≥-30 D表面质量无明显裂隙无裂隙 E壁后充填无明显空帮无空帮 F基础深度 0—30 G接茬 ≤15 H表面平整度 ≤10

七、安全技术措施

1、掘进施工

（1）利用挖掘机开挖明槽，扒斗工作范围内严禁站人。（2）明槽开挖时必须有相应的防滑坡措施，现场备有板桩，撑子加固材料，确保施工安全。

（3）明槽施工期间，明槽上口外5m设警戒线及警示标志，设专人巡回检查，每班检查不少于3次，并做好记录，发现土层开裂、移动后，及时把施工人员撤至安全地点，并汇报处理，严防塌方及人员误掉入明槽事故。

（4）明槽开挖期间，明槽周围晚上必须有足够的照明。（5）暗槽施工期间，施工地点40m范围（包括山坡）内每隔10m设一观测点，全程观察，观测地面沉降，每天观测不少于2次，并做好记录，放炮后必须观测一次，确认无危险后方可施工，发现地面沉降异常，及时撤出施工人员并汇报处理，严防塌方事故。（6）支、拆模板时，施工人员相互配合好，站在上部安全地点，严禁站在支架模板下方防止碹箍、模板歪倒碰伤施工人员。（7）过流砂层时另行编制施工措施，过流砂层之前应提前准备充足的支护材料，竹桩、钢支架、木背板、麻袋、编织袋等。

2、顶板管理

（1）所有施工人员都必须坚持审帮问顶制度，放炮后及时找净顶帮活碴危岩，找顶工作人员配合作业，一人找顶，一人观顶，找顶工作使用长柄工具，站在安全地点，由轻而重，由后向前逐片进行，找净工作面迎头的活渣危岩，与找顶工作无关人员远离找顶现场。

（2）岩巷施工必须严格按爆破设计钻眼爆破。

（3）必须严格按正规循环组织生产，杜绝空顶作业，爆破后及时进行临时支护。

（4）初喷混凝土前必须先找净活渣碎石。找够巷道规格，并用压力水冲洗岩壁，保证喷层与岩体接触良好。3放炮措施 A、爆破材料的使用

（1）爆破材料由建设单位统一管理、统一发放。

（2）电雷管必须由放炮员亲自运送，炸药由放炮员或在放炮员的监视下熟悉《煤矿安全规程》有关规定的人员运送。同时运送电雷管和炸药时，运送人员间隔距离不得小于20米。（3）爆破材料必须装在具有耐压和抗冲撞、防震、防静电的非金属容器内。

（4）电雷管和炸药不应放在同一容器内。

（5）采用罐运送时，炸药和电雷管必须分开运输，运输速度不得超过1米/秒。

（6）携带爆破材料人员不得在交接班、人员上下井的时间内沿井筒上下。

（7）放炮员领取爆破材料时，必须持爆破员工作证，领料单、经有关项目部专职人员审批、签字、盖章方可领取，现场用量必须经班长核实后并签字或盖章，剩余的必须及时退库，不准外流。（8）发给放炮员使用的电雷管必须编号。B放炮措施

（1）放炮工作由专职放炮员担任，必须持证上岗，坚持执行“一炮三检制”和“三人连锁放炮制度”，并负责掘进头火药雷管管理工作，搞好掘进头的局部通风。（2）放炮前的准备工作由放炮员亲自负责，装配引药只准放炮员一人进行，做引药要在顶板完好的地点操作。要避开电器设备等导体，严禁坐在炮箱上装配引药。

（3）装药前放炮员要检查工作面的通风、顶板等情况，如有通风不良、顶板不稳定等情况，禁止装药拉炮。

（4）在放炮地点20米巷道内，有堵塞物超过巷道1/3以上时，必须立即清除，否则不得拉炮，空顶距超过规定立即处理，否则不得拉炮。

（5）放炮地点有透水等异常情况时严禁拉炮。

（6）炮眼深度和封泥长度必须符合《煤矿安全规程》中第329条的规定，炮眼封泥必须用水炮泥，水炮泥外的剩余炮眼用粘土炮泥封实，严禁用煤粉等可燃性材料作炮泥。

（7）装药时先用压风清除炮眼内的煤岩粉，再用炮棍将药卷轻轻推入，不得冲撞捣实，炮眼内的药卷应彼此密接，装药后，必须把电雷管脚线悬空，严禁电雷管脚线母线同运输设备、电气设备、采掘机械设备等导体相接触。

（8）放炮工作只能由放炮员担任，放炮器材由放炮员随身携带，绝对不能转交他人，放炮前检查放炮器材完好情况，有问题的严禁使用。

（9）在不放炮时，严禁将放炮母线接入放炮器，严禁将放炮钥匙插入钥匙孔内，联线放炮只准放炮员一人操作。

（10）每次放炮前，班组长亲自派人到75米以外以及井口往外45度范围内150米内所有能进入放炮点的通路的安全拐弯处站岗，警戒，阻止所有人员进入放炮区，并把放炮警戒区内的人员全部撤出，并设警戒线，严禁任何人员车辆进入警戒区，放炮站岗时，班长派专人负责联络工作。站好岗后，联络员通知班长，班长清点人数，确认无误后通知放炮员拉炮。拉完炮后，放炮员通知班长，班长将站岗人员亲自撤回。

（11）放炮前，班组长必须清点人数，确认无误后，方准下达放炮命令。放炮员在放炮前，必须吹哨三响并大喊三声“放炮啦”，至少再等5秒并接到放炮命令后方可拉炮。放炮员必须最后离开放炮地点，并执行回头看制度，以防万一把人员丢在放炮区。（12）放炮员和其他人员必须在有掩护的安全地点放炮或躲避，掩护地点到放炮地点距离不小于75米并拐弯，严禁直线拉炮。（13）放炮后，放炮员、瓦斯员和班组长必须巡视放炮地点，检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、瞎炮、残暴等情况，如果有危险，必须立即处理。只有在工作面炮烟被吹散，站岗警戒人员撤除后，方可进入工作面，处理瞎炮和残暴严格按《煤矿安全规程》第342条执行。

（14）装药前及放炮后，必须按规定冲洗煤岩帮，降低粉尘，净化通风。

（15）放炮员负责检查放炮地点的瓦斯情况，放炮地点附近20米的巷道内风流瓦斯浓度超过1%时禁止装药放炮。

（16）严禁一次打眼分次装药，严禁一次打眼分次放炮，严禁一次装药分次放炮。

（17）使用毫秒延期电雷管爆破，放炮员必须认清段数，按爆破顺序进行装药，最后一段延期不超过130毫秒。

（18）每次放炮前必须将前头移动式设备及管线移到安全地点，以防崩坏。

（19）采用放震动炮施工，每次眼数不能超过6个，眼深0.6—1米，每眼装药量不能大于0.5卷。最小抵抗线和封泥长度不得小于0.3米，采用串联方式，严禁放糊炮。

4、小绞车运输

（1）小绞车司机必须经过专门培训，由取得合格证的人员担任，司机必须做到持证上岗，开车前检查绞车零部件是否齐全有效完好，绞车地锚固定是否牢靠，绞车绳是否良好，以及声光信号是否灵活可靠，对检查出的问题要首先处理，否则绞车不准使用。开车过程中，司机注意聆听绞车声音，出现异常立即停车。（2）绞车司机必须在得到准确的开车信号时才能开车，运行过程中司机必须精力集中，并查看绞车绳的排列情况，出现负荷增大时，要立即停车，严禁强行牵引，待把勾工查明原因后再做处理，罐吊道采用微动牵引上道时，准确的发送信号，不能采用微动牵引上道时，要通知班队长组织支压上道，上道过程中要由队长统一指挥，布置安全注意事项，绞车司机要集中精神，压紧手把，斜坡无论坡度大小，都要绝对禁止摘勾上道。

（3）斜坡运输中，车房的开设及绞车的安装必须符合《小绞车运输规范》的要求，斜坡安全设施要按规定形式布置齐全，并做到灵活可靠。

（4）斜坡上下把勾工要同绞车司机配合好，认真传递开回罐信号，坚持执行“行人不开车，开车不行人、不作业”制度。（5）每次开始工作前，把勾工要对斜坡罐档进行清挖一次，保证其灵活可靠，在开回罐时，要站在把勾硐内打信号，并且送罐通过道岔、罐档。

（6）摘挂罐要待罐停稳后进行，严禁罐未停稳就拔镢，严禁跑马拔镢。拔道岔需在打信号前进行，严禁在罐刚通过道岔，就去拨道岔。

（7）把勾工必须持有上岗证，严格按规定的数量摘挂罐，不准私自多挂罐，超高超宽的物料要首先处理，工作中必须用好红灯、满罐绳、罐尾巴，联挂镢必须到位。

（8）斜坡吊勾工作时，罐后必须挂好罐尾巴，工作人员要站在罐的两侧及上方，罐的下方严禁有人，吊勾时绞车司机要集中精神，手不准离开绞车手把。

（9）小绞车司机回罐前，必须先向坡底把勾工发出信号，只有在上下联系好后方可往下回罐，斜坡上开罐前，坡底把勾工要通知坡底人员躲到安全硐内。

（10）斜坡运输必须做到开回罐前斜坡上严禁有人，坡上有人时严禁开回罐。

（11）修理工每班必须认真检查小绞车钢丝绳的断丝情况，钢丝绳一个捻距内断丝面积或磨损减少的断面积超过原钢丝绳断面积10%时，必须更换，否则严禁开车。

（12）斜坡安全设施按规定形势设置齐全，并做到灵活可靠，斜坡长度大于50米时必须设“一坡三档”并随时检查保证齐全有效。平颇头罐档必须齐全有效，档罐器必须保持灵活可靠，不许有淤泥积水和杂物。下山掘进，跟头必须设置手动操作常闭式挡车器，以保护施工地点人员的安全，挡车器随工作面掘进及时前移，应设置在耙岩机（或工作面）后方5米处，距轨面400mm左右，不得歪扭，挡车器必须有足够的强度，除罐通过时打开以外，其它时间应处于长闭状态。

（13）在坡道上回车时，要控制下放速度。严禁放飞车，必须带电回车。

（14）小绞车运送长物料时，不得超过规定要求，不准戗茬，要用麻绳捆好捆牢于罐上，开回罐时，坚持慢开慢回。（15）停车摘勾时，要等车停稳，打定钟信号，然后摘满罐绳、红灯、钩头；开车时，先挂绳头，然后依次挂满罐绳、红灯，检查连接装置全部挂好后，发送开车信号。

（16）其它执行《小绞车运输规范》中的有关规定。

5、井下起吊设备

（1）井下利用导链起吊设备大件前，必须对导链进行全面检查，检查各部件是否齐全、灵活、可靠、完好，严禁使用带“病”的导链起吊设备大件，严禁使用不能自锁的导链调运设备。（2）起吊的设备大件的重量必须符合导链起吊铭牌规定，严禁超负荷起吊。

（3）导链必须悬挂牢固，三脚架必须牢固可靠、支腿必须立在硬底上，支腿应有人看守。

（4）吊装大件时，至少由两人进行，一人检查指挥，一人操作，严禁一人吊装，拉链人员必须站在起吊重物受力的外侧，重物下及受力外侧严禁有人，以防重物突然倾斜或掉下砸伤人员。（5）负责进行检查的人员，要时刻注意起吊过程中导链固定出的稳固情况，以及顶班情况，如有危险应立即停止工作。（6）操作导链人员用力要均匀，严禁猛拉。送链时要小心操作，严防导链自锁失灵造成重物设备突然下落发生事故。6其他安全技术措施

（1）施工排水坑、移泵排水工作必须在队长亲自指挥下、确保安全后方可施工。

（2）人工放坡应自上而下进行，放坡坡度达不到要求不得进行下一工序施工。半坡上施工时，必须由队长亲自指挥，确认无危险情况下，同是必须用麻绳栓住施工人员，地面有足够人烟在异常情况下，能及时把施工人员拉至地面。（3）特殊情况及过流沙层时另行补充措施。

（4）混凝土冬季防冻措施另行制定，并随本规程一并执行。

8、严格按《井巷工程质量检验评定标准》施工及验收。

9、严格按《煤矿安全规程》、《开掘技术操作规程》、《小绞车运输规范》、《零散人员行为规范》、《山西省石泉煤矿施工组织设计》中有关条款执行。

煤矿主斜井篇3

关键词：建筑物,主斜井,浅表段,注浆加固,跟踪观测

义煤集团跃进煤矿主井口始建于1972年, 设计生产能力15万t/a, 历经1975年、1996年改扩建, 使该矿生产能力达到120万t/a。现为义煤集团的主力矿井, 主斜井安装GDS-1000钢丝绳牵引胶带输送机, 运煤兼作乘人, 现主斜井井口下人平台以下17 m三心拱巷道顶至钢绳上胶带高度不足0.8 m, 影响行人、运输, 不符合《煤矿安全规程》有关规定, 急需进行改造。

1 主斜井浅表段改造的难点

(1) 改造后达到的标准。

为满足行人、运输要求, 主斜井井口下人平台 (迎面墙) 以下17 m三心拱扩高, 改砌半圆拱形, 使井口上下人员的20 m区段内输送带上胶带至巷道顶部的高度达1.4 m。

(2) 技术难点。

受建筑物下及浅表段施工条件的制约, 其扩修改造技术难点主要表现为:①由于主斜井井口改造段井筒上部为黏土回填, 固结强度较差。施工前, 必须考虑注浆加固, 以增加井筒上部回填黏土的强度, 保证改造期间井筒上部充填黏土不致塌落, 保证施工安全和矿井正常生产。②由于主斜井井口改造段周围及井筒上部地面建筑物较多, 必须考虑改造期间地面建筑物不受影响。因此, 施工前由测量人员对井筒周围30 m范围内地面建筑物位置进行设点测定, 绘制平面图。注浆时要充分考虑注浆扩散范围, 以确保地面建筑物在改造期间不受影响。③扩修改造段正处于矿井的咽喉部位, 技术方案、措施及现场施工任何一个环节出问题, 就可能导致扩修段上方充填黏土塌落、建筑物坍塌, 致使矿井咽喉堵塞, 全矿井停产, 甚至造成重大人身伤亡事故。

2 施工改造

2.1 总体方案

注浆加固扩修段上方充填黏土层, 达到固结强度要求后, 进行井筒扩砌。扩砌过程中, 测量人员设点监测地表建筑物的变形、沉陷情况。最后按“五优”矿井创建标准进行扩修段美化装修。

2.2 施工工艺

2.2.1 注浆加固

(1) 浆液材料。

浆液为单液水泥浆+粉煤灰, 比例1∶1, 水灰比为1∶0.8, 水泥用量0.8 t/m3, 用水量0.7 t/m3。为提高水泥浆的可灌性, 缩短凝固时间, 提高结石体的早期强度及稳定性, 可加入三乙醇胺和食盐复合添加剂 (用量0.1%) 。

(2) 注浆设备及布置。

造浆、注浆设备布置在主斜井井口附近地面, 注浆管路沿井筒敷设到注浆位置。

(3) 注浆孔布置。

①沿主斜井井口迎面墙上部巷道轮廓线 (距轮廓线0.2 m) 均匀布置3个注浆孔, 孔距1.5～1.6 m, 方向沿井筒中心线方向, 深度2.0 m, Ø43 mm。钻孔内下入Ø25.4 mm×2 200 mm花眼 (花眼部分长度1 m) 钢管, 钢管尾部钻孔孔隙用止浆塞堵实, 防止浆液流出, 并与注浆管路连接。先进行注浆试验, 以确定注浆压力、单孔浆液注入量, 为后续注浆提供参数依据。②沿主斜井井口以下三心拱巷道轮廓线呈扇形布置3个注浆孔, 孔距1.5～1.6 m, 方向垂直于井筒中心线, 深度2.0 m, Ø43 mm, 每隔3 m施工一组钻孔。钻孔内下入Ø25.4 mm×2 200 mm花眼 (花眼部分长度1 m) 钢管, 钢管尾部钻孔孔隙用止浆塞堵严实, 防止浆液流出, 并与注浆管路连接。③注浆方式。采用分段后退式注浆, 每次按2组钻孔进行, 直至实际注入浆液量大于或接近实验注入量。④注浆效果检验。注浆后固结范围超出井筒荒断面以外2～3 m, 巷道顶部固结范围更大。打钻孔后, 孔壁完整、不塌孔、不掉渣。达到要求后, 方可改造施工。⑤注浆长度。注浆至主斜井井口上下人通道以下30 m。

2.2.2 井筒扩砌

注浆加固并达到固结强度要求后, 进行井筒扩砌, 井筒扩砌按以下要求进行。

(1) 改造后, 井筒宽度4.2 m (同原井筒宽度) , 拱高2.1 m, 井筒高度3.6 m。

(2) 井筒扩砌从井口向下进行, 长度17 m, 每次扩1 m, 扩后荒断面宽5.0 m, 拱高2.5 m, 全高4.0 m。扩后立即架设无腿半圆拱进行临时支护, 临时支护棚距0.5 m, 棚后用570 mm (长) ×100 mm (宽) ×50 mm (厚) 木板背严实, 棚与棚间用Ø16 mm钢筋拉杆拉紧, 每棚3根。无腿半圆拱用14#槽钢加工, 半径2.45 m。

(3) 改造段井筒原支护体扩砌完毕, 且临时支护完毕, 自下而上进行混凝土永久支护, 先按巷道中腰线稳好碹拱并加固安全, 然后摆放灰条板。先铺一层50 mm厚砂浆, 再从拱两侧同时上料, 边上料边捣固, 封顶要严实, 砌碹厚度0.35 m。

(4) 混凝土砌碹必须按比例搅料, 接茬严密, 不得出现蜂窝麻面现象, 施工中要加强人工捣固。

2.2.3 平台搭设

(1) 下人平台搭设。

下人平台搭设在井筒排水管侧, 距主斜井井口上下人通道50 m, 采用矿工钢、钢板焊接, 平台长度不低于5 m, 平台面与上胶带平。胶带运行前设2道防过卷装置 (施工前完成) 。

(2) 施工平台搭设。

施工平台分2层, 下平台高度与胶带架上梁角铁面一致, 用11#矿工钢横穿在井筒两侧墙上, 工字钢长度4.6 m。上平台高出胶带0.3 m, 采用活动平台支腿固定在下平台工字钢上, 以保护胶带和防止物料、渣块落在胶带上混入煤中, 上平台随永久支护前移。平台上面铺设50 mm厚木板。

2.2.4 运输

在井筒排水管侧铺临时轨道, 采用翻斗车装渣, 小绞车稳在3.0 m车房前绳道东侧门对应位置适当处。底座用树脂锚杆锚固。

3 效果

(1) 扩修后主井浅表段巷道高度达到3.6 m, 至钢绳上胶带高度达到1.75 m, 高于《煤矿安全规程》所要求的1.4 m以上, 达到扩修技术要求。

(2) 扩修半年后, 通过地测人员的现场测量, 不仅地表建筑物没有明显变形和坍塌现象, 且主井浅表段巷道内也未造成原充填黏土层的塌落, 使矿井生产得以安全进行。

(3) 扩修后的巷道通过“五优”矿井创建, 矿井的咽喉位置面貌焕然一新, 使矿井更具人性化, 既保证了上下人的安全, 又美化了环境。

4 结语

(1) 类似条件的立斜井浅表段改造必须先固化, 再扩修, 并充填严实。

(2) 对地表建筑要加强观测, 施工时设点全程观测, 并对后期效果跟踪观测6个月以上。

主斜井上山运输辅助系统补充措施篇4

补充技术措施

一、概况

我单位已施工完主斜井绕道进入主斜井上下山施工，上山采用爆破掘进。为保证顺利安全为施工运料特编制此补充措施；

二、施工方案

上山采用爆破掘进，耙矸机出矸上皮带，具体施工方案见上山施工措施。

三、出矸系统

在巷道南帮安装一部皮带至耙矸机出矸口，耙矸机将矸石耙上皮带，然后再通过主斜井绕道皮带—+920水平胶带运输石门通道皮带上—1302南运输巷—井底矸石仓。耙矸机距离工作面不超过60m，耙矸机穿铁鞋采用55KW调度绞车迁移具体见耙矸机前移措施。每次耙矸机安置好后要在两侧安置好挡煤板，防止上山矸石滑落伤人。

皮带随耙矸机不断向前延长至出矸口，在皮带上要安装护罩（采用金属网片架设）至到耙矸机出矸口，防止矸石飞出皮带伤人，安全护罩随每次延长皮带向前架设。

四、运输、喷浆辅助系统

在交叉点（绞车硐室）开口处安装一55kw的调度绞车，并在绞车前安装防护装置，防止绞车伤害绞车司机。上山轨道铺设紧跟耙矸机后5m左右，在轨道铺设末端打设两根地锚安装回头滑子，回头滑子型号为10t。

施工材料由地面到+920下车场后，由人工或电机车推运至

主斜井绕道与主斜井交叉点，然后使用绞车提送至上下山指定位置。

使用绞车时，绞车司机持证上岗，在运输期间，严格按照规定设置挡车装置，安装声光信号，运输过程中严格按照“行人不行车，行车不行人”的原则。

上山喷浆机距离迎头不超过50m，喷浆机随掘进轨道铺设向前跟进，采用调度绞车前移。

五、安全技术措施

1、皮带用网片架设护栏，防止施工期间，大矸石滑落快伤人。

2、在使用耙矸机时应注意以下几点：

1）、司机必须有熟练的操作技术，懂得机器的结构原理及正确的操纵方法，并按时进行日常维护，以免操作不当造成设备及人身事故。

2）、操作前，必须检查机器各部件的连接情况和电气设备是否良好。检查轨道铺设和轨道的长度是否符合规格，确认无问题后方可操作。

3）、注油、检查、修理时，耙斗机必须切断电源。严禁在作业时进行注油、清扫和检修。

4）、电缆应随时吊挂好和妥加保护。

5）、送电时应事先告诉站在耙斗机前面的人员。

6）、工作时应仔细观察机器各部动作有无异响，电动机、减速器的温度及螺栓的松紧情况。

4、绞车运输时安全注意事项

1）、每次运料最多拉两矿车，矿车间连接牢固。

2）、绞车司机持证上岗，严格按其《操作规程》和《岗位作业标准》要求作业

3）、采用55kW绞车，开车前必须做如下检查与准备：

A、检查绞车安装地点的顶帮支护，必须安全可靠，绞车附近无妨碍司机操作瞭望的障碍物，无影响绞车运行的杂乱异物。

B、检查绞车的安装固定情况，绞车固定应平稳牢固，各地锚及基座螺丝紧固不松动。

C、检查小绞车的制动闸和离合器闸，应操作灵活、可靠，闸带完整无断裂，钢丝绳要求无弯折、无硬伤、无打结、无严重锈蚀、无断丝、无断股，钢丝绳在滚筒上排列应整齐，无严重咬绳、爬绳现象。D、检查并试验绞车声光报警信号，信号必须声光兼备，声音清晰，准确可靠，必须是直通双向往返信号。

E、经上述检查一切都符合规定后，先开空车试运转，正常后方可按信号指令开车，否则不得开车。

3）、绞车运行中，司机必须站在绞车护绳板后操作，严禁在绞车侧面或滚筒前面操作，严禁司机一手开车，一手处理绞车绳。

4）、各种安全设施(阻车器、导向轮等)按规定设置，齐全有效，不行车时阻车器处于关闭状态。

5）、运输过程坚持“行车不行人，行人不行车”原则。6）、放车时，运行前方阻车器前后20m范围内不得有人。

5、皮带机注意事项：

1）、胶带机司机必须经培训考试合格后持证上岗，严格坚持交接班制度，禁止带故障运行。

2）、接班后，认真对胶带机头(尾)50m范围内进行检查，应在停机状态下进行，包括顶帮支护安好情况，皮带跑偏情况，托棍转动情况等检查。

3）、在确认完好后，发出开机信号，接到机尾许可信号，并在前部设备正常运行后，方能准备开机，严禁随意开机。4）、开机时操作者严禁站在减速机及电机上。5）、运行过程中任何人员不得接触胶带运转部位。

6）、胶带司机严格坚守岗位，不得随意离开，更不能任意叫人代替。7）、禁止人员蹬爬皮带或运送物料。

6、喷浆机注意事项

1）、喷浆机要放置在非人行道的一侧，且突出部位距轨道要保持至少500mm的距离。

2）、喷浆机要用道木垫平并打木马锁牢，在喷浆机上方4～5m的位置巷帮（距底板500mm）打两根Φ20×2200mm树脂锚杆，把锚杆与喷浆机用Φ18.5mm的钢丝绳连接起来，用配套的不少于两副卡子固定。3）、采用人工上料喷射混凝土时，必须采用潮料，并使用除尘机对上料口、余气口除尘。

4）、喷射前，必须冲洗岩帮,喷射后应有养护措施,作业人员必须佩戴劳动保护用品。

5）、处理堵塞的喷射管路时，喷枪口的前方及其附近严禁有其他人员。6）、喷浆前应把风水管路扎紧、扎牢，以防止脱落伤人。其它未尽事宜参照《主斜井上山施工措施》

主斜井上山施工运输辅助系统补充措施

中煤三建二十九处长城项目部

煤矿主斜井篇5

天山矿业公司俄霍布拉克煤矿千万吨矿井改扩建工程已进入实施阶段, 为扩大产能, 提高运输能力, 需重新打一新主斜井, 新主斜井上口在现工业广场东南3 665 m处, 新主斜井下口位于井下+1 460 m水平, 整个新主斜井水平距离1 430.132 m, 倾斜长度为1 488 m, 巷道倾角为-16°。新主斜井是从地面开掘与井下掘进相向施工, 在井筒中部某一位置贯通, 此巷道闭合导线全长约9 800 m, 井下导线全长为4 434.065 m。新主斜井的井口以浇灌成型的井口为准, 井底煤仓的位置与原设计保持一致, 未作改动。

该贯通属于特大型贯通工程, 为确保新主斜井准确贯通, 利用了一系列贯通测量新技术。

2 编制大型贯通测量设计

2.1 贯通精度

2.1.1 工程要求的精度

基本控制导线按7″级导线要求进行, 且布设成闭合导线, 闭合导线长约9.8 km, 按导线全长相对闭合差最高等级1/8000作为精度要求。经计算, 贯通点K处允许点位误差为±1.225 m, 高程相对闭合差不应超过0.36 m, 高程允许误差为±0.72 m。

2.1.2 预计贯通的精度

经测量贯通误差预计、巷道水平重要方向偏差为±0.520 m, 竖直方向偏差为±0.206 m。

2.2 贯通测量误差预计采用的参数

2.2.1 井下导线测角误差

根据《煤矿测量规程》规定, 井下采用7″导线测量, 即测角中误差为7″。井下量边误差采用往返观测时, 其限差规定为一测回读数校差不大于±10 mm。

2.2.2 井下三角高程测量误差

根据《煤矿测量规程》规定, 三角高程导线的高程闭合差不应大于±100姨L mm (L为导线长度, 以km为单位) 。

本项目井下导线独立测量的次数为4次, 高程独立测量的次数也为4次, 并作了往返观测以提高其精度, 杜绝粗差。

2.3 贯通测量误差预计

由于陀螺定向边的精度非常高, 且离贯通点非常近, 因此本预计暂未计入陀螺定向的误差影响。

2.3.1 贯通点在贯通水平重要方向上的误差

由导线测角误差引起的贯通相遇点K在水平重要方向上的误差Mx′β:

式中, mβ为测角中误差;ρ为常数206 265, Ry为导线点在y轴上的坐标值。

经计算得:Mx′β=±0.260 m

量边采用的是南方测绘全站仪, 测距仪精度mD:

式中, D为测距仪水平距离, km。

经计算得, mD=±0.022 m

贯通在水平重要方向上的总中误差为:

式中, MX′为测量中误差;MGP05为GPS起始坐标点的中误差。

取中误差的两倍作为预计结果, 则贯通在水平重要方向上的误差预计:

Mx限=±0.520 m<±1.225 m (工程精度要求)

2.3.2 贯通点在高程方向的误差

由三角高程测量引起的K点高程误差:

式中, mhl为每千米高程中误差, ±0.050 m, L为导线长度, 取4.311 km

考虑到GP05的高程中误差MGP05, MGP05=0.006 5, 则高程中误差为:

最后考虑水准误差:

M水准=±0.152 m

综合考虑以上各因素, 利用误差传播定律进行计算, 总的高程中误差为±0.255 m, 取中误差的两倍为极限误差, 因此贯通点在高程上的误差预计为:

MH限=±2×0.255 m=±0.510 m<±0.720 m (工程精度要求)

由以上误差预计结果可知:在水平重要方向上和高程上均未超过允许的贯通偏差值, 说明所选定的测量仪器以及所确定的测量方案和测量方法能够满足贯通精度要求。

3 贯通测量的施测方法

3.1 建立GPS基准点

为了使该工程能如期完工, 以新主井地面测设的GP04、GP05、GP06三个GPS点为基准而确立新主井的位置和方向, 新主井井口平面控制网为E级GPS网, 最弱边相对误差为1/29029, 点位精度±8.727 mm, 满足矿井测量精度要求。

3.2 高精度水准测量

高程以Ⅳ等水准测量资料为依据。该水准测量以俄霍布拉克煤矿井下联系测量的高程控制点 (副井) 作为基准高程点, 经过GP05、GP06等E级GPS点构成闭合水准网, 环线长度9.3 km, 高差闭合差为-13.00 mm, 完全符合矿井测量的精度要求。

3.3 加测陀螺定向边提高导线强度

原矿井有两个水平, 即+1 650 m水平及+1 460 m水平, 通过两条下山与地面导线连接。为了提高导线精度, 减小误差, 保证准确贯通, 该矿在上级主管业务部门的指导下, 分别在+1 650 m水平大巷及+1 460 m水平井底车场加测了两条陀螺定向边。

3.4 测量的方法

井下导线测量采用南方全站仪, 使用测回法进行往返观测, 测量过程严格按照井下7″级导线要求进行, 井下部分从副井口到井底煤仓导线全长4 311 m, 测站数27个。贯通点预计位置的坐标为:X=4 674 704.724 m, Y=28 417 030.767 m。井下高程测量所用仪器仍然是南方测绘全站仪, 高程采用的是三角高程测量, 且作了往返观测。

每一测站的角度观测均观测4个测回, 在观测过程中仔细对中和照准以减少粗差, 并严格按规范进行测量操作。对于导线测边的精度, 采用相应等级的全站仪进行边长对向往返观测, 观测边长时, 必须按规范要求进行温度、气压和加、乘常数改正, 同时适当增加边长观测测回数来提高测距的精度。由于该矿新主斜井贯通路线较长, 在进行资料整理计算时, 所有导线边均进行地球表面至参考椭球面再到高斯平面的边长改化, 即对边长进行了两面改正。

4 贯通测量的技术保障措施

俄霍布拉克煤矿新主斜井贯通属于大型贯通工程, 贯通要求测量精度高, 该工程的贯通对俄霍布拉克煤矿的改扩建起着极其重要的作用, 为确保该工程的顺利完成, 矿采取以下几方面措施。

4.1 成立贯通测量领导小组, 明确各部门职责

生产部测量组负责贯通测量的实施工作, 对前方的地质情况及时跟踪和了解。施工单位根据测量结果及地质条件的变化, 及时调整设计, 并且做好现场监管工作。

调度室负责协调、解决测量过程中遇到的有关问题。

安全部负责施工过程中的安全管理工作, 并且加强现场监管。

4.2 按规程组织测量

生产部测量组严格按照《煤矿安全规程》、《煤矿测量规程》组织该工作面的贯通测量工作, 为了保证测量的成果达到预计的要求, 在测量过程中应采取一定的措施保障测量精度。 (1) 为了保证测角和测距的精度, 测量使用的全站仪必须经过检测。 (2) 为了防止巷道通风对测角的影响, 在测角时, 采用点下对中器进行对中, 不用垂球进行对中。 (3) 为了避免人为误差的影响, 多次测量时要更换观测人员。 (4) 围岩应力大, 点位易遭受破坏, 测量前应注意检查点位是否发生变化。选点时力求避开淋水及顶板有破碎或裂缝的地方。 (5) 加强技术管理, 通过复测、复算, 保证施工和控制测量成果的正确性, 通过平差、短边增加测回数等技术手段, 保证测量成果的精度。

4.3 施工过程中测量的管理工作

施工单位负责所施工巷道的中腰线向前50 m范围内的中腰线延设工作, 要求每班有专人延设中腰线。在施工过程中中线偏差200 mm、腰线偏差0.5 m的, 对施工单位及技术员进行惩罚;在施工过程中建立项目部、调度室及安全监察部多方管理, 确保迎头50 m范围内巷道偏离不超过规定;当贯通巷道剩余50~60 m时, 及时下发贯通通知书, 一头停止掘进, 测量组要对停头处进行现场实测, 最后一次标定贯通方向, 完成导线的复测复算和精度标定。

5 新主斜井贯通后效果

2011年4月26日俄霍布拉克煤矿新主斜井成功贯通。贯通后中腰线实际偏差较小, 导线测量精度较高, 其中:中线偏差0.066 m, 腰线偏差为0.023 m, 导线闭合差fβ=16″, 贯通点点位误差为:fx=0.021 m, fy=0.036 m。完全达到了《煤矿测量规程》的精度要求, 满足了工程的需要。

6 结论

俄霍布拉克煤矿新主斜井成功贯通, 取得了非常理想的效果, 获得大量的测量经验和成果。

煤矿主斜井篇6

吴家峁矿井是山西汾西中泰煤业有限责任公司新建项目之一, 山西省中阳县吴家峁勘查区位于河东煤田中段, 柳矿区南部, 位于山西省中阳县武家庄镇一带, 行政区划隶属吕梁市中阳县武家庄镇。主斜井现已开挖到55.6 m, 距离富含水砾石层垂深仅有7.6 m左右, 而相距不远的进风立井揭露该砾石层时涌水量达到91.88 m3/h。由于砾石层导水性极强, 若再继续冒险掘进必有突水的可能。因此停止掘进, 对前方富含水砾石层进行预注浆封堵是必要的, 也是可行的。

2 施工方案设计

经现场踏勘了解分析, 该项目工程地质情况以砂砾层为主, 从提供资料情况看, 针对砂砾层以50 m3/h的涌水量设计实施性方案, 应对砂砾层进行注浆, 使斜井周围一定范围得到加固, 提高砂砾层的强度, 堵住地下水的通道, 截断地下水流水作业面, 保障施工安全, 施工方案的目标经济、环保、有效降低成本、有效缩短工期, 将有效控制斜井加固范围注浆效果及注浆量, 确保达到工程质量要求, 将工程事故防患于未然。

通过提供地质资料的情况, 斜井穿越砂砾层, 斜井开挖前需进行预注浆加固, 采用WSS工法A、C无收缩浆双液浆全断面注浆施工, 能有效解决斜井涌水及加固问题, 加固后单轴无侧限抗压强度≥0.8 MPa, 整体无侧限抗压强度≥8 MPa, 能够达到开挖施工强度及止水要求, 使斜井顺利通过砂砾层。

注浆范围为斜井开挖轮廓线外扩5 m, 以每12 m为一个加固循环段, 待加固完成后, 开挖9 m再进行下一个循环段注浆, 孔位距斜井开挖轮廓线以内500 mm位置布孔, 布孔19个, 其中四周16个孔分别以四排孔放射注浆加固, 以拱顶为例:第一排放射角度58°, 钻孔深度6.51 m;第二排孔放射角度38°, 钻孔深度8.98 m;第三排孔放射角度25°, 钻孔深度13.2 m;第四排孔放射角度14°, 钻孔深度12.35 m;中间三个孔垂直钻孔注浆钻孔深度12 m, 入浆率约在30%~60% (具体情况视施工现场实际情况确定钻孔角度及深度、入浆率和注浆压力) , 注浆时如浆液漏失严重, 造成浪费, 采用间歇注浆方式, 使得先注入的浆液与砂砾层初步达到胶结后再注浆, 循环注浆多次, 直至达到规定最小注浆量和注浆压力控制值为止。注浆效果的高效性可以确保斜井顺利施工。

加固完成后, 可使砂砾层形成强度高、抗渗性好、稳定性高的新结构体, 从而达到稳定砂砾层的要求, 依据地质情况确定本次注浆压力和注浆量, 注浆加固体强度达到设计要求。

注浆方案采用WSS工法A、C无收缩双液浆全断面注浆施工。止水系数达到:10-6-10-8cm/sec, 水平承载力≥500 k Pa, 单轴无侧限抗压强度≥0.8 MPa, 整体无侧限抗压强度≥8 MPa, 注浆入浆率根据施工现场情况而定, 从而使砂砾层不受外围影响, 使其稳固达到设计强度要求。

3 采用工艺要求

定孔位:按照图纸要求, 根据现场实际情况做出定位标示。斜井内倾斜钻孔, 按现场具体情况调整;定孔位偏差不得>20 mm, 钻孔角度偏差不得>1°。在凿孔定点上, 施工人员要严格按照辐射角度要求进行钻孔注浆, 钻孔深度和角度根据技术交底现场确定。

钻机就位:钻机按照指定位置就位, 并在技术人员的指导下, 调整钻杆角度。对准孔位后, 钻机不得移位。

钻进成孔:参照设计图纸要求, 要严格掌握钻杆深度, 要慢速运转, 掌握地层对钻机的影响情况, 以确定该地层条件下的钻进参数。密切观察溢水出水情况, 出现大量溢水时, 应立即停钻, 分析清楚实际原因后方可继续施工。

提升钻杆:严格控制提升速度, 每次提升不>200 mm, 匀速上升。提升出后的钻杆应及时清洗干净, 以备后用。

浆液配比:采用经计量准确的计量工具, 按照设计配方配料。

注浆参数:以下注浆参数必须在注浆前通过实验和技术进行初选, 在压浆过程中再根据现场具体情况进行调整。

根据要求, 严格控制每孔注浆量、提升速度、注浆压力, 将压力控制在0.5~3.5 MPa之间 (可以根据现场情况进行调整) 。注浆还应密切关注浆液流量, 当压力突然上升、下降, 浆液溢出时, 应立即停止注浆。必须查明异常原因, 采取必要的措施 (调节注浆参数、移位、打斜孔等方式) 方可继续注浆。

注浆量由注浆段孔隙率、注浆半径和填充、漏失情况确定, 现场据实计列。注浆必须连续进行, 若因故中断, 应找出注浆中断原因, 尽快采取处理措施, 及早恢复。注浆过程中应分序施工。如出现串浆现象, 应对串浆孔同时进行注浆处理。

4 WSS工法施工特点

1) 在喷浆过程中, 喷浆管不回转, 不会发生浆液溢流现象, 并且对砂砾层有很强的渗透性, 渗透范围可以根据压力大小人为控制。

2) 在二重管的端头设置的浆液混合器中, A、C无收缩浆液可以完全混合, 均匀地喷入到砂砾层中, 凝结时间可以自由调节, 并且可以实行复合喷入施工。

3) 施工从钻孔到喷浆完毕, 可以连续进行。

4) 位于任何土层都可以进行施工。

5 工程质量措施

1) 钻孔施工:开钻前, 应严格按照施工布置图, 布好孔位。钻机定位要准确, 开钻前的钻头点位与布孔点之距相差不得>2 cm。钻杆度不得>1°。钻孔时, 密切观察钻进进度, 溢水出水情况, 出现大量溢水出水状态, 应立即停钻, 分析原因再进行施工。

2) 配料:采用经计量准确的计量工具, 严格按照以设计配方配料施工。

3) 注浆:注浆一定要按程序施工, 每段进浆要准确, 注浆压力一定要严格控制, 专人操作。当压力突然上升或从孔壁、地面溢浆时, 应立即停止注浆, 每段注浆量应严格按照设计进行, 跑浆时, 应采取措施确保注浆量满足设计要求。

4) 注浆完成后, 应采用措施保证注浆水不溢浆跑浆。

5) 每道工序均要按排专人, 负责每道工序的操作记录。

6) 整个注浆施工应密切注意和防止地面出水溢浆、隆起等情况, 加强对施工地段的观测。

6 止水注浆所取得的效果

经过工作面周边造孔注浆, 最后施工21号孔时, 可以通过压水试验来验证注浆效果, 保证能封堵砾石层涌水通道, 在主斜井开挖施工时的总渗水量不>5 m3/h, 使主斜井掘进能顺利通过砾石层。

摘要：吴家峁矿井是山西汾西中泰煤业有限责任公司新建项目之一, 由于砾石层导水性极强, 若冒险掘进, 有突水的可能。为了避免突水事故发生, 对吴家茆煤矿主斜井采用了止水注浆加固工程方案, 并取得了良好的效果。

煤矿主斜井篇7

关键词：超大型矿井,主斜井,带式输送机,设计选型

1概述

大海则矿井位于陕西省榆林市榆阳区西部,行政区划隶属榆阳区补浪河乡所管辖,西部靠近内蒙古自治区。井田向东至榆林市50~60km左右,向北经榆林至包头300km左右,向西经定边至银川410km,向南经延安市至西安640km。矿井设计生产能力为15.0Mt/a,矿井达产时共布置主斜井、副立井和风井3个井筒。初期主采2号煤层,矿井井下煤炭运输系统采用带式输送机连续运输方式,主斜井装备一台带式输送机来承担矿井原煤提升任务。

2设计主要参数

主斜井巷道长度约为2990m,倾角α=0°~14°,提升高度H=632m,根据矿井的开拓部署和工作面装备情况,井下东、西翼均布置井底煤仓(直径10m,仓容3000t),2煤东翼大巷一部带式输送机来煤的峰值量2400t/h,西翼大巷一部带式输送机初期来煤的峰值量2400t/h,井下东、西翼煤仓缓冲时间4.6小时,设计确定主斜井带式输送机输送量为Q=3500t/h。

3设计方案

3.1带宽、带速的确定

带宽、带速的选择对于输送的设计是重要的一个环节,根据已经收集到的资料,世界上输送量最大的一条带式输送机在德国露天煤矿使用,输送量Q=37500t/h,带速7.4m/s,目前带速最高已达9m/s,国内已运行的井下大型带式输送机的带速多在4.5m/s左右,个别带速在5m/s以上。国内部分高带速带式输送机参数一览表见表1。

因此,带速取值不仅在理论上要合理可行,而且必须与国内制造安装水平及矿井通风安全要求相适应。现阶段国内长距离、大输送量带式输送机随着各制造厂商相继引进国外托辊、驱动装置等先进技术,向高带速、窄带宽方向发展。本主斜井带式输送机,输送量较大且同时提升高度也大,设计中主要本着降低带强提高带速的思路,带速选取立足于选取直径194mm或直径219mm的托辊,以输送量3500t/h计算,如果均考虑托辊轴承转速达到极限转速600r/min,经计算最高带速分别为6.09m/s、6.88m/s。

参考表1中国内部分高带速带式输送机参数,根据确定的输送量,带宽主要选择1800mm、2000m两个带宽进行方案比较,根据计算后设备的选型情况,确定最终选取的带宽。

3.2方案比选

由以上确定的带宽、带速,对大海则主斜井带式输送机布置进行三种方案比选。

方案一:主斜井井筒内布置一条带式输送机

此方案带式输送机计算选型参数为:输送量Q=3500t/h,带宽B=2000mm,带速V=6.3m/s,倾角α=0°~14°,机长L=2990m,提升高度H=632m,采用交流变频调速驱动方式。电机功率N=4×3150k W(头部驱动,功率配比2:2);减速器ML3PSF160,传动比i=31.5;带强ST/S7500;安全系数6.56;逆止器:DSN1700,额定逆止力矩1700k N·m;制动器:SHI252×6,制动力矩1584k N·m。

方案二:主斜井井筒布置两条等长带式输送机,两条输送机前后搭接

此方案带式输送机计算选型参数为:输送量Q=3500t/h,带宽B=1800mm,带速V=5.6m/s,倾角α=14°,机长L=1495m,提升高度H=316m,采用交流变频调速驱动方式。电机功率N=4×1600k W;减速器ML3PSF150,传动比i=25;带强ST/S4000,安全系数7.63;逆止器:DSN1000,额定逆止力矩1000k N·m;制动器:SHI252×4,额定制动力矩1056k N·m。两台输送机型号相同。

方案三:主斜井井筒内布置两条不等长带式输送机,其中靠近井口的带式输送机输送带(ST/S7000)富裕系数用足,两条输送机前后搭接

此方案带式输送机计算选型参数为:

第一条:输送量Q=3500t/h,带宽B=1800mm,带速V=5.6m/s,倾角α=14°,机长L=2045,提升高度H=495m,采用交流变频调速驱动方式。电机功率N=4×2240k W,(头部2:2驱动);减速器ML3PSF160,传动比i=31.5;带强ST/S7000,安全系数7.0;逆止器:DSN1700,额定逆止力矩1700k N·m;制动器:SHI252×6,制动力矩1584 k N·m。

第二条:输送量Q=3500t/h,带宽B=1800mm,带速V=5.6m/s,倾角α=0°~14°,机长L=945m,提升高度H=137m,采用交流变频调速驱动方式。电机功率N=3×900k W;减速器ML3PSF120,传动比i=20;带强ST/S2000,安全系数7.94;逆止器:DSN330,额定逆止力矩33k N·m;制动器:SHI252×4,额定制动力矩1056k N·m。

主斜井井筒内主斜井带式输送机布置三种方案优、缺点及投资见表2。

经过以上综合技术经济比选,本设计暂推荐方案一,主斜井采用一台带式输送机来完成主斜井提升任务。

4输送机主要技术参数

根据确定的输送机方案,主斜井带式输送机主要技术参数如下:输送量Q=3500t/h,带宽B=2000mm,带速V=6.3m/s,倾角α=0°~14°,机长L≈2990m。计算轴功率PA=8749k W,选择电机功率N=4×3150(k W),采用头部双滚筒四电机的驱动布置方式,功率配比2:2;采用SIMENS罗宾康6k V变频器配套普通防爆电动机驱动,该驱动系统技术含量高,启动性能好,可实现无级调速和低速验带要求,能够大大提高设备的使用效率,又能解决带式输送机的启动、停车、功率平衡、低速验带等问题,设备运营费用相对较低,但投资较大,需要高素质维检人员;选取输送带带强ST S7500,安全系数为6.56;由于输送机为单向上运布置形式,且提升高度较高,停车时存在逆止工况,计算选用DSN1700型,额定逆止力矩1700k N·m;由于本带式输送机头部拉力较大,故拉紧装置均布置在尾部,选择ZYJ-500型,第二种安装方式,最大拉紧力250k N,拉紧行程15m。

5结语

参考国内外大输送量、输送距离较长及带速较高的带式输送机,结合煤矿主斜井使用场合的特点,科学合理地确定主斜井带式输送机带宽、带速等技术参数,选择适合煤矿主提升带式输送机设计参数,为我国现阶段千万吨大型矿井提升带式输送机选用提供参考。

参考文献

[1]李世忠.布尔台矿主斜井带式输送机技术方案探讨[J].煤矿机械,2006,(02):261-262.

[2]印卿.高家庄煤矿主斜井带式输送机设计选型[J].矿上机械,2014,07:66-69.

[3]李惠玲.煤矿主斜井带式输送机技术方案浅析[J].煤炭工程,2004,07:15-16.

[4]任金萍.巴其北三号矿井主斜井带式输送机主要技术参数的确定[J].煤炭工程,2012,10:32-33.

主斜井带式输送机故障分析篇8

屯兰矿主斜井带式输送机投产时其工作基本正常, 但由于使用中经常出现紧急停车、带负荷启动等现象, 当输送机运行约一年半以后, 其故障不断, 主要表现在以下几个方面:减速器温升过高;Ⅲ轴齿轮齿面剥落和折断;油压盘闸制动系统工作不正常;控制系统工作不正常。

1 主要故障现象

1.1 减速器温升过高

该输送机传送装置采用ZSY630型3级斜齿轮减速器, 由于箱体以及齿轮的加工误差使第三级减速器齿轮接触斑点远远达不到设计要求, 导致局部产生高温。经测定减速箱温升最高达92℃。

1.2 Ⅲ轴齿轮齿面剥落和折断

输送机驱动装置中有3台减速器不同程度地发生Ⅲ轴齿轮齿面大面积剥落甚至折断。

1) 断口分析。通过观察失效的齿轮, 其齿面剥落集中于齿面的一端, 约占一半齿宽, 说明齿面啮合不均匀, 偏超载严重, 可能与齿形精度及装配有关。经观察剥落坑, 其形状不规则多呈片状坑, 范围在5~15mm不等, 坑深1.5~2.5mm不等, 有宏观接触疲劳断口特征, 属压碎型接触疲劳剥落。同时对剥落齿试样及其他齿面剥落均用扫描电镜进行端口微观分析, 发现这些齿面剥落坑是通过疲劳裂纹萌生和扩展形成的。

通过分析材料的夹杂物, 认为该齿轮过早齿面剥落失效主要材质原因是渗碳硬化层厚度太薄、渗碳层硬度及齿芯硬度较低, 同时材料中严重氧化物夹杂加速裂纹萌生和发展也是齿面剥落的一个重要原因。

2) 齿轮硬化层及硬度分析。对两种失效齿轮切制单齿试样, 用磨光腐蚀法将齿廓表层的渗碳层硬化层和淬火层显示出来, 可以直观地测量硬化层的分布、厚度及硬度。通过观察可以看出, 20Gr Mn Mo齿轮的渗碳硬化层分布基本均匀但厚度不够, 只有1.6mm, 未能达到抗齿面剥落的渗碳层要求;40Cr齿轮的淬火硬化层分布很不均匀, 不仅下齿廓齿根部分没有硬化层, 而且上齿廓两面硬化层厚度也不一样, 相差一倍左右, 其啮合工作面的硬化层最薄, 只有1.0mm的厚度, 在高负荷下根本不能满足抗齿面剥落的要求。造成这一现象的主要原因与感应淬火装置的设计及工艺不当有关。齿根处看不到硬化层, 说明此处未能感应淬火, 是感应淬火的过渡区, 隐存有淬火残余拉应力, 容易引发齿根疲劳断裂。

1.3 油压盘闸制动系统工作不正常

由于盘闸二级制动失灵, 常常产生紧急制动, 使传动系统产生巨大冲击载荷, 这是导致齿轮齿面损坏的直接原因。

而有时液压站压力偏低, 制动闸不能完全松开, 使输送机超负荷运行。如出现制动闸长时间在未完全松闸状态下工作, 使制动盘产生发热甚至烧红现象。

1.4 控制系统工作不正常

输送机产生紧急制动后, 控制系统应当立即停止驱动电动机工作, 由于控制参数调整不当, 常发生驱动滚筒停止运行时驱动电机仍然运转的不正常现象。

在对主斜井皮带故障分析及提出改造方案的过程中, 对主斜井的皮带参数重新进行了计算, 同时对皮带减速器Ⅲ轴齿轮齿面提取了样本, 通过仪器分析失效原因, 最终做出了整改方案。

2 改进措施

1) 重新确定渗碳厚度及芯部硬度。

从齿轮齿面剥落及断齿失效分析可以看出, 该减速器齿轮的材质问题及其加工工艺不当是产生齿面剥落的重要原因。该齿轮工作负荷很重, 材料选择、渗碳厚度及芯部硬度应重新设计确定。

2) 改变2#驱动滚筒的直径。

主斜井带式输送机的传动系统如图1所示。当两主动滚筒存在有速度差, 即1#和2#电机拖动的Ⅰ#驱动滚筒转速大于3#电机驱动的Ⅱ#滚筒转速时, 张力变为:S3≤S2。

当3#电机出力较小, 且负载越大时, 表现越严重, 所以应改变Ⅱ#驱动滚筒的直径, 消除两驱动滚筒的转速差, 从而使两电机负载趋于平衡。

3) 机尾拉紧装置拉紧力的确定。

机尾拉紧装置拉紧力过大, 会增长输送带的张力, 使驱动装置电动机负荷增大, 驱动滚筒及其改向滚筒的轴承负荷力加大, 并且严重影响输送带的使用寿命;而机尾拉紧装置拉紧力过小, 会影响输送机工作的平稳性, 因此必须合理确定机尾拉紧装置的拉紧力。

拉紧装置的配重应在重载的情况下合理选择, 应该在重载运行时, 改变配重 (从大到小) , 观察记录各电机的运行参数, 并选择最佳配重。

4) 驱动装置减速器冷却和润滑系统的设置。

通过对驱动装置减速器的热平衡计算可以得出, 仅仅依靠减速器箱体表面的散热面积进行热交换, 不能够保证润滑油的工作温度。

采用蛇形管式冷却器, 由于箱体内铺设蛇形管长度的限制, 其散热面积远远达不到热平衡的要求。可以采用如图2所示的强制式冷却和润滑系统, 可以保证该驱动装置减速器润滑油工作温度不超过65℃。同时由于系统中采用了超强磁过滤器和过滤比很高的超精细过滤器, 完全可以保证驱动减速器润滑油的清洁度, 以减少齿轮和轴承的磨损。

1.喷雾2.截止阀3.磁力过滤器4.马达5.精密过滤器6.冷却器

5) 水平缓冲煤仓的设计。

在综合机械化矿井基本生产系统中, 地面运输系统是煤流的最后环节, 其功能与工作面系统、井下运输系统等为串联关系, 因此, 地面运输系统的可靠性对整个生产系统的可靠性具有重要影响。

通过对系统的运行参数分析及其计算说明, 主斜带式输送机频繁的重载启动及其停车, 是输送机驱动装置减速器损坏的直接原因。因此, 在输送机卸载点与选煤楼带式输送机之间设置水平缓冲煤仓, 可以从根本上解决主斜井输送机重载停车与重载启动的问题。

6) 润滑油的污染控制及其主动预防性维护策略。

由于油液的污染引起理化性能劣化, 污染磨损引起系统过热, 从而使机器的工作可靠性大大降低, 如果不及时采取纠正措施, 则将引起材料的磨损、工作性能下降, 最终导致机器的完全失效。

为了控制油液的污染采取以下措施: (1) 加强对油质的管理, 以降低污染物的侵入率; (2) 严格执行正常的油脂化验制度, 对油液的污染度、黏度、水分等指标进行定期测试; (3) 选用性能可靠的精细过滤器, 以提高系统对污染物的滤除能力; (4) 对系统及其油箱进行定期清洗。

7) 合理启动时间的确定。

根据带式输送机起动张力不超过输送带额定张力的140%~180%, 同时通过公式计算得出带式输送机的起动时间控制在12.5s左右较为合理。

3 结语

通过特性失效分析以及油质电气参数的分析检测表明, 进行主斜井带式输送机的技术改造是一项复杂的系统工程, 必须从调整系统运行参数入手, 采用驱动装置减速器的整体修复、减速器冷却和润滑系统的设置、设置水平缓冲煤仓、减速器润滑油的污染控制及其它技术改造措施, 方可确保主斜井带式输送机安全可靠运行, 避免设备损坏和重大人身伤亡, 确保矿井的安全正常生产。

参考文献

[1]贾悦谦, 伊常德, 朱培华, 等.综采技术手册[M].北京:煤炭工业出版社, 1997.

[2]神会存.齿轮抗磨损优化设计[J].煤矿机械, 1998 (9) :1-2.

[3]王志平.带式输送机传动装置结构型式讨论[J].煤矿机械, 1999 (3) :20-21.

煤矿主斜井篇9

1 主斜井胶带机概况

自纳二矿2006年10月6日正式生产以来, 主斜井胶带机过煤量超过3 600万t。主斜井胶带的带面大部分已露出钢丝绳, 部分带面纵撕网已经磨断, 胶带已达到正常使用寿命, 因此, 为保证矿井生产能够正常安全运行, 纳二矿决定于2012年6月更换主斜井胶带。主斜井胶带机相关参数:带宽1 400mm;带速4.22 m/s;运输能力为2 500 t/h;胶带长度为1 646 m;胶带型号ST2000;机长797.772 m;提升高度88.822 m;倾角0°~8°;采用2台相同的电动机, 型号为Ykk500-4, 功率630 k W, 电压10 k V, 转速1 500 r/min;采用2台相同的可控软启动装置, 型号CST630K, 速比20, 最大传递功率805 k W;2个逆止器, 型号均为1125NRT;自控液压拉紧装置1部, 型号ZYL-02-200;制动器2个, 型号KZP-∮1200。

2 支架搬运车选型

已知该胶带输送机270 m胶带的质量为16 t, 由此计算1 600 m胶带的质量m≈95 t。胶带受力分析如图1所示。

主斜井的倾角α在0°~8°, 取平均值4°, 胶带与托辊之间的摩擦因数μ约0.05, 则拉动胶带需要的牵引力F牵max=F摩+G2=μG1+G2=μmgcosα+mgsinα, 约113.700 k N。

拟选用WC25EJ型的支架搬运车, 其煤安标志准用号为MCC070209, 相关参数见表1。

该支架车搬运车能提供的最小的牵引力F=P V=144 k N。当V<4 km/h时, 其提供的牵引力应当大于F2[5,6,7,8]。由此可知, 该型支架车提供的牵引力F2>拉胶带所需要的拉力F牵, 选用该型号的支架搬运车可以满足所需的牵引力[9,10]。

3 施工方案

为了缩短施工时间, 将影响生产的时间降到最低, 结合现场实际创造性提出:先将整条待安装的新胶带硫化并叠放好, 然后再用支架搬运车代替回柱绞车牵引旧带转动敷设新胶带的方案。

(1) 物料下井。采用WC25EJ型支架搬运车装运新胶带卷, 按设计位置码放整齐 (图2) , 同时将手拉葫芦、张紧绞车等施工工具也提前码放到位。

(2) 安装托辊。将加工好的托辊及托辊架安设在提前打好的顶板托辊悬挂点处, 用螺栓紧固结实, 托辊安装位置如图2所示。

(3) 硫化叠放胶带。用2台10 t手拉葫芦将第1卷胶带用18.5 mm的钢丝绳吊起, 吊起位置如图3所示。用绞车将胶带展开并配合帮锚将胶带在机尾处叠放, 要求每层100 m, Z形逐层叠放, 且每层折叠处均用自加工的108 mm管子和工字钢夹紧并用帮锚固定。待第1卷胶带破开后将其上风侧的胶带头放到新胶带硫化平台上, 随后开始起吊第2卷胶带至合适位置与第1卷胶带的胶带头硫化搭接, 2条胶带硫化时, 应确保承载面和非承载面正确对接, 硫化完毕后继续用绞车叠放胶带, 再起吊第3卷胶带, 重复硫化下一个接头, 依次将所有胶带头硫化完叠放好, 最后一卷胶带的最后一个胶带头留放在机尾滚筒处。

(4) 断开旧胶带、搭接新胶带。胶带停机后, 将张紧装置松到底, 主斜井电机停掉电源, 使胶带处于松弛状态, 用胶带卡子将底胶带在驱动间除铁器处固定, 上胶带在机尾滚筒上方底座架处固定, 用角磨机在机尾滚筒处断开。将新胶带头从安装好的托辊 (顶板起吊点处的) 上方逐个穿过, 确保新胶带承载面朝上 (顶板方向) , 一直拉至新胶带头能与已经断开的旧的上胶带搭接, 搭接重合长度≥2 m, 搭接处用电钻打孔将2条胶带钻透, 用不少于3道胶带夹板将2条胶带夹紧, 螺栓紧固结实。

(5) 抽胶带。由CST厂家技术人员将胶带机速度提前设定至0.5 m/s, 用1#支架搬运车经由西翼大巷一联巷进入回风巷开至靠近主斜井机尾处, 将搬运车钢丝绳的一端拴住已经断开的底胶带, 松开固定胶带用的胶带卡子, 开启主斜井胶带机, 支架车司机低速开车, 将底胶带缓缓拉出, 旧胶带经由防刮护柱被拉至回风巷, 同时新胶带随上胶带 (旧胶带) 向机头方向前进。1#支架搬运车一直开至西翼大巷四联巷处停下, 此过程胶带行程700 m。2#支架搬运车同样至靠近主斜井机尾处, 将2#支架搬运车的钢丝绳一端拴住回风巷风桥处的底胶带, 而后将1#支架搬运车的钢丝绳拴胶带一端解开, 旧胶带在合适位置断开, 随后开动2#搬运车, 两辆WC25EJ型支架搬运车重复拉胶带工序。直至将新胶带从机尾滚筒下方拉出不少于20 m, 抽胶带过程中, 主斜井沿线硐室内设专人手持无线对讲机看护, 除铁器、驱动间、主斜井机头处各安排1人, 做好监督观察, 有异常状况及时用扩音电话喊话停机, 防止胶带损伤。

(6) 硫化最后一个胶带接头。在硫化最后一个接头前, 将上下胶带带头分别用2副胶带卡子夹住, 用胶带卡子将底胶带在驱动间除铁器处固定, 上胶带在主斜井机头底座架处固定, 确定胶带沿线无松弛、紧度合适, 无问题后松开特种作业车的钢丝绳, 由硫化施工队判断选中合适位置断开新胶带 (底胶带和上胶带) , 硫化施工队做好最后一个硫化接头, 将胶带连成一个环形整体。

(7) 张紧胶带、调试运转。待硫化结束, 拆除胶带卡子, 对各硫化接头逐个检查, 确保一切正常后, 张紧胶带, 张紧装置压力达到9.5 MPa, 直至胶带张紧符合要求。按点动、空转、正常运转的顺序调试胶带, 调试合格后, 胶带带载 (非满载) 试车:张紧胶带, 确保不跑偏、不打滑、运行平稳。待试运转正常后, 安装清扫器, 硫化后24 h即可满载运行。

4 注意事项

(1) 固定胶带。 (1) 在硫化最后一个胶带头时, 胶带卡子要夹紧胶带 (胶带卡子螺栓要以上满扣为准) , 确保胶带在驱动间除铁器处和机头底座架处均固定牢固, 防止胶带下滑; (2) 支架搬运车与胶带之间的绳套要连接牢固, 要用标准卸扣, 连接方式为插接; (3) 在支架搬运车将旧胶带拉到最大位置, 准备返回胶带机尾处再次抽拉胶带时, 要确保胶带固定牢后才能松开作业车与胶带之间的绳套, 防止胶带下滑[11]。

(2) 抽胶带。 (1) 在胶带过驱动滚筒时, 要将旧胶带放置在驱动滚筒与胶带卡子之间, 防止胶带卡子上的螺丝刮蹭滚筒, 产生不必要的器材损伤; (2) 支架搬运车在抽拉胶带时必须保证均匀行驶, 防止由于受力不均匀导致胶带架子被拉坏; (3) 支架搬运车司机与指挥人员要配备良好的通信工具, 保证车辆行进、停止准确无误[12]。

(3) 连接胶带。 (1) 在硫化最后一个胶带头时, 要全面检查胶带, 保证胶带不重叠, 同时预留合适的垂度, 保证胶带硫化后长短合适; (2) 在硫化胶带后, 仔细查看胶带各接头硫化情况, 确保其完好, 调试运转时间, 保证空转状态下能正确运行30 min以上, 在满载运行前, 确保硫化时间满足24 h。

5 实施效果

(1) 节约时间, 省工省力。传统胶带更换方法是用回柱绞车拉胶带, 将新胶带逐条敷设到胶带架上, 在绞车钢绳伸展时, 需要人工拉钢绳, 耗时又费力, 通常情况下, 1 600 m的胶带需要3 d才能敷设完毕。该工艺大胆启用支架搬运车直接牵引旧胶带从而带动新胶带敷设完成, 整个过程耗时不足10 h。

(2) 安全高效, 工序合理。采用回柱绞车拉胶带, 绞车固定不牢固时, 有产生绞车位移的危险;绞车受力不均时, 有产生拉断钢绳的危险。采用支架搬运车代替回柱绞车, 避免了上述安全隐患, 且支架搬运车机动性好, 作业连续性强, 大大提高了工作效率。该工艺将旧胶带堆放在回风大巷里, 待胶带正常运转后再用卷带机逐步回收, 工序合理, 把对生产的影响程度降到最低。另外, 该工艺立足现场实际, 安全可靠, 操作方便, 成本低廉, 高效创新, 对类似条件的矿井具有广泛的借鉴意义。

摘要：以纳二矿主斜井胶带更换工艺为研究背景, 提出采用煤矿搬家使用的支架搬运车代替回柱绞车牵引旧胶带转动敷设新胶带的新工艺。该工艺能有效避免使用回柱绞车提供牵引力更换胶带时所存在的安全隐患, 不仅能高效完成胶带更换工作, 而且为煤矿安全、高效、高产提供了有力保障。

关键词：斜井运输,胶带更换,回柱绞车,支架搬运车

参考文献

[1]于学谦.矿山运输机械[M].北京:中国矿业大学出版社, 1997.

[2]李炳文, 王启广.矿山机械[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2007.

[3]李可文.带式输送机的传动理论与设计计算[M].北京:煤炭工业出版社, 1998.

[4]李煜.带式输送机设计手册[M].北京:北方工业出版社, 2001.

[5]宋伟刚, 邓永胜.现代带式输送机的设计方法[J].物流技术与应用, 2000 (4) :37-41.

[6]李玉瑾.带式输送机的动态特性分析与软起动设计[J].煤炭学报, 2002, 27 (3) :294-299.

[7]侯友夫, 黄民, 张永忠.带式输送机动态特性及控制技术[M].北京:煤炭工业出版社, 2004.

[8]宋伟刚.通用带式输送机设计[M].北京:机械工业出版社, 2006.

[9]王繁生, 侯友夫.带式输送机动态分析方法研究进展[J].矿山机械, 2009, 37 (9) :65-69.