采掘计划（共9篇）
采掘计划 篇1
1、前言
大红山铜矿选矿总规模达到15 000t/d,目前原矿供应主要依靠本区一、二期及部分外购矿供给[1,2]。一期工程开采范围内的保有地质资源量,按现采矿能力6 000t/d,只能再维持5～6年[3,4,5]。因此,大红山铜矿要确保在2014年以后维持现有产能并长期稳产,必须寻找新的接替资源。目前探明大红山西矿段资源量大,是开发首选资源,开发和建设大红山西矿段是大红山铜矿可持续发展的保障[6]。
2 工程概况
为了确保西部矿段的设计生产能力达产和稳产,依据初步设计的规划,本次编制采掘计划为矿山需完成的开拓工程。包括中段运输平巷、溜破系统、箕斗竖井及箕斗斜井、斜坡道、中部进风及南北部回风系统、中段充填回风平巷,相配套的各类硐室。工程分布及其相互关系见图1。
3 采掘计划编制功效确定
3.1 网络计划有效作业时间
(1)大爆破影响时间。按大红山铜矿每年100次大爆破预计,每次影响时间8h计,全年总影响时间为800h,即为33d,网络计划编制时爆破影响时间取33d。
(2)节假日影响时间。除春节外,其余假日全部组织施工作业,预定春节放假为20d,网络计划编制时节假日影响时间取20d。
(3)年度设备保养维护时间。网络计划编制时年度设备保养维护时间取12d。
综上,全年影响时间为65d,有效作业时间为300d,平均每月有效作业时间为25d。
3.2 计划工效的计算方法
(1)根据各工程确定的施工工艺及其技术装备、人员配置,编制循环作业图表,确定每循环时间和循环进尺。
(2)按照三班作业制度,扣除爆破、节假日、检修等月平均影响时间,计算月理论工效:
式中:月理论工效单位为m/月;日历天数、月平均影响时间单位为d;每循环时间单位为h;每循环进尺单位为m。
(3)按照班有效工时利用率,计算计划工效:
式中:计划工效单位为m/天;月理论工效单位为m/月;班有效工时利用率取84%。
3.3 计划功效
根据各工程的人员配置及施工技术、环境编制的工程作业循环图如图2所示。
依据各工程的工程作业循环图,确定各工程的每循环时间和循环进尺,然后根据式(1)和(2)计算出编制计划时各工程的工效如表1所示。
4 网络计划编制
4.1 单位工程网络计划运行
依据建立的各工程三维模型、矿体估值后的块段模型及确定的各工程功效,应用DIMINE三维矿业软件系统编制大红山西矿段的采掘生产计划。
(1)中部进风系统。主要剩余充填进风斜井工程。工程施工采用激光指向进行控制,用光面爆破方法控制断面。施工顺序为正掘,从200m水平掘进至-20m水平。根据确定的工效及施工顺序,以2012年4月1日为开始施工日期进行网络计划编制(充填进风斜井三维布置见图1)。
根据软件运行结果,充填进风斜井预计工期为1年5个月,预计结束时间为2013年8月30日。
(2)北部回风系统。主要剩余北回风斜井工程。工程施工方法与充填进风斜井施工方式一致。施工顺序为正掘,从420m水平掘进到180m水平。根据确定的工效及施工顺序,以2012年4月1日为开始施工日期进行网络计划编制(北回风斜井三维布置见图1)。
根据软件运行结果,北回风斜井预计工期为1年3个月,结束预计时间为2013年6月16日,从深部斜坡道开口的260m水平于2014年6月19日到达北回风斜井联道与北回风斜井贯通,形成通风回路。
(3)南部回风系统。主要剩余南回风斜井。工程施工方法与充填进风斜井施工方式一致。施工顺序为正掘,从270m掘进到-20m。根据确定的工效及施工顺序,以2012年4月1日为开始施工日期进行网络计划编制(南回风斜井三维布置见图1)。
根据软件运行结果,南回风斜井预计工期为2年2个月,结束时间为2014年6月,预计2013年6月12日180m水平南回风斜井联道与南回风斜井贯通,形成通风回路。
(4)斜坡道。大红山铜矿西矿段探矿斜坡道、通地表段斜坡道(690m至400m)和上部区段斜坡道(340m至180m)已施工完成,只剩余中部区段斜坡道(180m至-60m)工程。
无轨斜坡道的贯通有利于改善破碎系统的施工条件,因此中部区段斜坡道必须采取两头对掘方式加速贯通,一是从斜坡道进行正掘,二是利用改绞后的箕斗井提升能力,由破碎系统-60m水平反掘。
斜坡道正掘时施工采用凿岩台车打眼,光面爆破方法控制断面,反掘时采用风钻打眼。根据确定的工效及施工顺序,以2012年4月1日为开始施工日期进行网络计划编制(中部斜坡道三维布置见图1)。
根据软件运行结果,中部斜坡道预计工期为1年4个月,结束时间为2013年8月12日,预计贯通时间为2013年7月11日,贯通地点为20m水平。
(5)破碎系统。根据确定的工效及施工顺序,以2012年4月1日为开始施工日期进行网络计划编制。破碎系统剩余工程如图3,计划运行时其中每个颜色的工程安排一个施工队伍进行施工,总共5个队伍。
根据软件运行结果,预计工期为2年1个月,预计结束时间为2014年5月,电梯井于2012年12月23号反掘到-20m水平,于2013年5月2日掘进到-165m水平,矿石小溜井于2012年6月10日掘进完成,-20m水平电梯井联道于2012年10月12号掘进到电梯井位置,-60m斜坡道大件道于2012年4月28号掘进完成保证斜坡道反掘于2012年5月1日开工。
(6)中段运输平巷。①180m中段。工程施工采用3个作业队组施工,分为一队、二队、三队,一队从180m斜坡道联道进入,向西施工至180m南沿B124线,继续向西掘进与措施竖井贯通,再施工1 14线穿脉与充填进风斜井贯通后向东施工北沿脉,二队向东掘进选最短路线与箕斗斜井贯通,贯通后继续向南沿脉施工与南回风斜井贯通,以施工沿脉为主,三队以施工穿脉为主,形成环路改善通风环境。后队滞后前队1个月的时间。根据确定的工效及施工顺序,以2012年6月1日为开始施工日期进行网络计划编制。180m中段布置见图4。根据软件运行结果,预计工期为2年1个月,预计结束时间为2014年7月7日,预计2013年底基本环路可建成。②-20m中段。本工程施工顺序以优先施工转运平巷和主要的沿脉、穿脉,形成运输矿、废石到破碎系统的能力。根据确定的工效及施工顺序,以2013年7月21日为开始施工日期进行网络计划编制。-20m中段布置见图5。根据软件运行结果,预计工期为3年6个月,形成基本运输环道为2年6
(7)箕斗斜井。箕斗斜井大断面扩刷及中段溜矿井工程采用三班循环作业,使用风动凿岩机打炮眼,使用斜井爬渣机出渣;混凝土支护采用短段内掘砌顺序作业,踏步在道床浇灌时施工,喷射混凝土采用混凝土喷射机。施工顺序为由下往上扩刷535～568m段→由上往下扩刷535～240m段→180m反掘与240m正掘贯通后→向下正掘下部剩余工程→扩刷绳道和天轮垌室→最后安装调试。根据确定的工效及施工顺序,以2012年4月1日为开始施工日期进行网络计划编制。箕斗斜井布置见图6。
根据软件运行结果,预计工期为2年4个月,结束时间为2014年7月18日,预计扩刷完成时间为2013年3月11日,掘进结束时间为2013年12月17日,绳道扩刷完成时间为2014年3月6日。
4.2 网络计划优化分析
由于箕斗斜井施工工期为2年4个月,结束时间为2014年7月,不能满足深部工程的施工,拟采用从斜坡道140m水平增加措施工程连通箕斗斜井井底,使扩刷和掘进同时进行,加快施工进度,并且可以减少箕斗井底水仓。根据确定的工效及施工顺序,以2012年4月1日为开始施工日期进行网络计划编制。优化后箕斗斜井布置见图7。
根据软件运行结果,预计工期为1年7个月,预计结束时间为2013年10月22日,预计掘进完成时间为2013年4月5日,预计扩刷完成时间为2013年6月10日。优化方案和最初方案比较如表2所示。
4.3 网络计划汇总
根据上述单工程网络计划运行结果和网络计划优化结果,编制大红山铜矿西矿段的整体网络计划,整体网络计划的甘特图如图8所示。
5 结语
(1)介绍了应用三维矿业软件进行采掘计划编制的整个流程及大红山铜矿西矿段采掘计划的编制结果。
(2)地下矿开拓的水平和竖向工程在空间中相互交错,在编制采掘计划时约束条件复杂并且相互制约较多,应用三维矿业软件建立的三维模型,使工程间的关系变得清晰明了,最终还可以根据计划运行的结果实时对整个系统进行优化。
(3)应用三维矿业软件进行采掘计划的编制,是矿山实现生产计划和动态管理的关键一步,是三维矿业软件及可视化技术从单纯的地质建模走向生产设计和技术管理的必由之路。
参考文献
[1]玉溪矿业有限公司.大红山铜矿3万t/a精矿含铜西部矿段采矿工程初步设计[R].玉溪:玉溪矿业公司,2008.
[2]玉溪矿业有限公司.大红山铜矿3万t/a精矿含铜—西部矿段采矿工程基建网络技术计划[R].玉溪:玉溪矿业公司,2011.
[3]杜桂泉.基于DIMINE软件的大红山铜矿地质建模与应用[J].云南地质,2011,30(4):464-467.
[4]王峰.大红山铜矿控矿条件及找矿方向[J].有色金属设计,2002,29(1):24-26.
[5]曹伟.云南新平大红山铜矿资源及经济评价[J].冶金经济分析,1992,(1):18-20.
[6]陈会全.大红山铜矿生产矿量保有的研究与实践[J].有色金属:矿山部分,2009,61(6):17-21.
采掘计划 篇2
一、矿井储量情况
井田内现保有资源储量为25556.4万t，其中:3号煤保有资源储量13442.4万t，9号煤保有资源储量1904万t，15号煤保有资源储量12210万t。截止2016年12月底，3号煤剩余可采储量7198万t，按193万t/年计，服务年限约26.6年。
二、“四量”情况分析
截止2016年9月底矿井“四量”情况分别为：开拓煤量3804.22万t，可采期为19.7年；准备煤量2273.19万t，可采期11.8年；回采煤量229.06万t，可采期14.2个月，抽采煤量229.06万t,矿井四量基本平衡。
三、2016年1-12月采掘计划完成情况
2016年计划生产原煤176万t，实际生产原煤200.16万t，完成年计划的113.73％；全年计划总进尺8234m，其中：掘进进尺5790m，开拓进尺2444m。全年实际完成10476.4m，完成年计划的127.23％，其中：掘进进尺6685.7m，完成年计划的115.47％，开拓进尺3790.7m，完成年计划的155.1％。
四、2016年生产存在的问题
1.为贯彻落实《关于加强全市地方煤矿依法合规安全生产的通知》（晋市政办„2016‟28号）文件精神，掘进进尺造成一定的影响。
2.3205孤岛工作面压力显现，巷道变形严重，维护工作量较大，造成二盘区掘进进尺欠账。
3.受煤炭市场销售疲软影响，对生产略有影响。
4.原计划3304工作面因三盘区村庄搬迁滞后，造成综掘一队3个月进尺为无效进尺。
5.三盘区瓦斯涌出量相对较大，矿井通风较为困难。6.3302工作面瓦斯抽采时间不足，在回采过程中瓦斯有异常显现。7.3302工作面过无炭柱期间，排矸系统相对紧张，原煤产量及煤质将受到影响。
8.三盘区地质构造较复杂，无炭柱、断层较多，造成巷道掘进较为困难。
9.二盘区运输巷变形严重，需及时进行维护。
五、2017年生产作业计划 1.产量计划
2017年计划产量193万t，其中：综采一队3205工作面计划生产原煤84万t，综采二队3302工作面计划生产原煤95万t，掘进出煤14万t。
2.进尺计划
2017年计划掘进总进尺8103m，其中：掘进进尺4383m；准备巷道3720m。
综掘一队1168m；开拓一队一组1310m；开拓一队二组1775m；综掘二队一组1795m；综掘二队二组1355m；开拓二队700m。
3.采煤工作面衔接计划（1）综采一队
该队现回采3205工作面，该工作面可采储量为137万t。2017 年按“四六制”组织生产，每班2.5个循环，每天5个循环。循环产量600t，日产量3000t。生产天数按25天/月计，平均单产按7.5万t/月计。考虑2017年元月、2月份春节放假，元月份按3万t计，2月份按6万t计，至2017年底该面预计生产原煤84万t。2017年底该面剩余可采储量53万t。
衔接顺序：3205工作面—3206工作面（2）综采二队
该队现回采3302工作面, 2016年底3302工作面剩余可采储量82万t。2017年按“四六制”组织生产,每班2个循环，每天4个循环，循环产量1000t，日产量4000t。生产天数按25天/月计，平均单产按11万t/月计。考虑2017年元月、2月份春节放假，元月份按7万t计，2月份按8万t计。考虑4-5月份过断层影响，4、5月份按9万t/月计，6月份考虑过X101无炭柱（51m×36m），按8万t/月计，预计2017年9月下旬该面结束。下接3305工作面，该面可采储量为255万t，考虑搬家50天，预计3305工作面11月下旬始投产，考虑初采不放煤等因素，11月份预计生产原煤2万t，该面按“四六制”组织生产，两班生产，两班检修，每班2个循环，循环产量1100t，日产量4400t。生产天数按25天/月计，平均产量按11万t/月计。12月份预计生产原煤11万t，2017年底3305工作面剩余可采储量242万t。该队全年预计生产原煤95万t。
衔接顺序：3302工作面-3305工作面 4.掘进工作面衔接计划
综掘一队：现掘3305工作面运输顺槽，综掘锚网支护巷道，该巷设计长度1828m。预计2016年底3305运输顺槽剩余进尺
238m，考虑2017年元月、2月份春节放假影响，元月份按151m计，预计2月下旬3305运输顺槽掘进到位。下接3305工作面切眼，切眼设计长度220m，平均单进按100m/月计，预计2017年4月底结束。考虑3305运输、回风顺槽拆除设备、回风顺炮掘瓦斯抽放钻场及安装无极绳绞车等工作，预计7月底结束。下接三盘区轨道巷，综掘锚网支护，该巷设计长度520m。考虑掘进设备安装15天，预计8月中旬开始施工，平均单进按200m/月计，预计8月份过断层按50m计，预计11月中旬到位与5号联络巷贯通。下接3307回风顺槽辅助系统，综掘锚网支护巷道，设计长度130m，预计11月下旬开始施工，预计11月按70m计，预计 12月底完成进尺50m及风桥砌筑。该组全年计划完成准备巷道520m，掘进进尺648m。
开拓一队一组：现掘3305工作面回风顺槽，该巷设计长度1828m。2016年底3305回风顺槽剩余进尺445m，考虑2017年元月、2月份春节放假影响，元月份按141m计，2月份按180m计，预计至2017年3月下旬掘进到位。下接三盘区运输巷，综掘锚网支护巷道，预计4月初开始掘进，预计掘进180m与三盘区运输倒返巷贯通。下接三盘区运输巷延伸，综掘锚网支护巷道，该面设计长度415m，预计6月中旬开始施工，平均单进按200m/月计，预计8月上旬结束。下接三盘区水仓，综掘锚网喷支护巷道，该面设计长度130m，考虑搬家，预计8月下旬开始施工，预计11月下旬结束。下接3307运输顺槽辅助系统，综掘锚网支护巷道，该巷设计长度180m。考虑设备安装15天，预计11月下旬开始施工，预计11月按40m计，预计 12月底完成进尺100m 及风桥砌筑。该组全年计划完成准备巷道725m，掘进进尺585m。
开拓一队二组：现施工三盘区回风巷，至2016年底该面剩余425m。考虑2017年元月、2月份春节放假影响，预计元月份按93m计，2月份按180m计，预计3月下旬结束。下接三盘区5#联络巷，综掘锚网支护巷道，该面设计长度100m，预计4月上旬结束。下接三盘区运输倒返巷，综掘锚网支护巷道，平均单进按200m/月计，5月下旬掘进320m后到位。下接三盘区回风巷，该面设计长度415m，预计6月初开始施工，平均单进按200m/月计，预计8月上旬结束，下接三盘区6#联络巷，综掘锚网支护巷道，该面设计长度100m，预计8月底结束。下接三盘轨道巷，该巷设计长度415m, 预计9月初开始施工，平均单进按200m/月计，预计11月上旬结束，考虑撤设备及延伸无极绳绞车，预计12月底结束。该组全年计划完成准备巷道1775m。
综掘二队一组：现掘3209回风顺槽，综掘锚网支护巷道，该巷设计长度1030m。至2016年底3209回风顺槽该巷剩余985m，考虑春节放假15天以及X75、X87无炭柱影响，平均单进按230m/月计，预计7月中旬掘进到位。下接3209运输顺槽辅助系统，该巷设计长度120m，炮掘锚网支护巷道。考虑搬家20天，预计8月初施工，考虑施工二盘区回风巷风桥，预计9月下旬掘进到位。下接3209运输顺槽，综掘锚网支护巷道，该巷设计长度1030m，考虑安装综掘机，预计10月初开始施工，平均单进按230m/月计，至2017年底该面可掘进690m。该组全年计划完成掘进进尺1795m。
综掘二队二组：现掘3206运输顺槽，该巷设计长度1350m，综掘锚网支护巷道，平均单进按230m/月计，2016年底该面剩余掘进进尺625m。考虑2017年元月、2月份春节放假及炮掘无炭柱影响，该面预计4月下旬结束。下接3206切眼，综掘锚网支护巷道，设计长度180m，平均进尺按120m/月计，预计3206工作面切眼6月上旬结束。下接3206工作面回风顺槽倒返巷，综掘锚网支护巷道，设计长度137m，预计6月底与回风顺槽贯通。贯通后对3206回风顺槽进行维修，预计8月底结束，下接3206小切眼及回风绕道，综掘锚网支护巷道，设计长度313m，预计9月份开始施工，10月底结束。下接3213运输顺槽辅助系统，炮掘锚网支护巷道，设计长度120m。考虑搬家，预计11月下旬施工，至12月底预计完成进尺100m及风桥砌筑。该组全年计划完成掘进进尺1355m。
开拓二队：现对三盘区运输巷喷浆，考虑2017年元月、2月份春节放假，平均喷浆按150m/月计，预计6月底可完成喷浆790m。下接四盘区开拓辅助通风系统，该设计长度为600m，平均单进按150m/月计，考虑安装设备预计7月下旬开始施工，预计11月下旬与二盘区回风巷贯通。下接四盘区变电所及水仓，综掘锚喷支护巷道，掘进长度为385m，平均单进按150m/月计，考虑设备搬迁，预计12月上旬开始施工，平均单进按150m/月计，至年底该面预计完成进尺100m及风桥砌筑。该组全年计划完成喷浆790m，准备巷道700m。
六、回风立井项目计划安排
回风立井设计垂深190m，至12月底已施工深度73m，井筒工程预计2017年4月底结束。井下总回风大巷工程设计长度312m，至12月底已完成236m。回风立井梯子间预计2017年5月施工，6月底完工。
机电设备现已提前完成了招标工作，合同已签定，预计5月份可进入安装阶段。
地面风道、通风机基础、蝶阀室、消音室风井变电所、风机电控值班室等土建工程现处于招标阶段，预计2016年12月底可完成招投标工作，3月初开始施工，预计6月底全部完工。进场道路面层铺装、静压水池、围墙、挡土墙、排水沟、蒸汽锅炉、风井场地动照线网、进风立井供暖风房、供暖设备基础等工程预计10月底全部完成。风机预计2017年7月份进入联合试运转，2017年12月可完成项目竣工验收工作。
详见“伯方煤矿分公司回风立井项目工期安排表”。
七、2017年矿井通风计划
根据2017年采掘衔接计划，对我矿独立通风的用风地点进行风量分配，计算如下：
一、采煤工作面应配风量： 1.3205工作面：
（1）按瓦斯涌出量计算：
Q采=125×q涌出量×KCH4=125×9.23×1.2=1385m/min，取1390m/min（2）按工作面适宜的风速进行计算：
33Q采=60×V采×S采=60×1×7.4=462m3/min（3）按工作面最多人数计算：Q采=4N=4×60=240m3/min（4）根据以上计算取最大值：Q采=1390m3/min（5）按风速验算： 15S＜Q采＜240S 进风巷风速验算：15×11.2＜1390＜240×11.2
168m3/min＜1390＜2688m3/min 回风巷风速验算：15×11.2＜1390＜240×11.2
168m3/min＜1390＜2688m3/min 工作面风速验算：15×7.4＜1390＜240×7.4
111m3/min＜1390＜1776m3/min 以上均符合《煤矿安全规程》第136条规定 2.3302工作面：（1）按瓦斯涌出量计算：
Q采=125×q涌出量×KCH4=125×10.99×1.4=1923m3/min，取1930m3/min（2）按工作面适宜的风速进行计算： Q采=60×V采×S采=60×1×8.1=486m3/min（3）按工作面最多人数计算： Q采=4N=4×60=240m3/min（4）根据以上计算取最大值：Q采=1930m3/min（5）按风速验算： 15S＜Q采＜240S 进风巷风速验算：15×14.9＜1930＜240×14.9
224m3/min＜1930＜3576m3/min 回风巷风速验算：15×14.9＜1930＜240×14.9
224m3/min＜1930＜3576m3/min 工作面风速验算：15×8.5＜1930＜240×8.5
128m3/min＜1930＜2040m3/min 3206备采工作面风量：取695 m3/min 3305备采工作面风量：取965 m3/min Q采面=Q3211采面+Q3302采面+Q3206备采+Q3305备采=1390+1930+695+965=4980m3/min
二、开、掘面所需风量： 1.3305运输顺槽：（1）按瓦斯涌出量计算
Q掘=125×q掘×K掘通=125×1.11×1.2=167m3/min（2）按工作面最低风速计算
Q掘=60×0.25S=60×0.25×16.7=251m3/min（3）按工作面最多人数计算： Q掘=4N=4×29=116m3 /min（4）按局部通风机有效吸风量计算 H
Q吸-Q掘漏风率= Q吸*L×100×100% Q掘=Q吸-H漏风率÷100×Q吸×L =570－0.01÷100×570×1900=462m3/min，取470m3 /min（5）安装局部通风机前巷道最小需风量
Q巷=Q扇×Ii+15S=570×1+15×16.2=813m3 /min，取820m3/min（6）按风速进行验算：
根据《煤矿安全规程》规定的掘进工作面的风速要满足
15S掘＜470m3 /min＜240S掘 251m3 /min＜470m3 /min＜4008m3 /min（7）局扇选择
综合以上计算，3305运输掘进工作面配风量为470m3 /min，局扇安设全风压配风量为不低于820m3 /min，应选择功率为2×37KW的压入式对旋轴流风机。
2.3305切眼：（1）按瓦斯涌出量计算
Q掘=125×q掘× K掘通=125×1.11×1.2=167m3/min（2）按工作面最低风速计算
Q掘=60×0.25S=60×0.25×24.2=363m3/min，（3）按工作面最多人数计算： Q掘=4N=4×29=116m3 /min（4）按局部通风机有效吸风量计算
H
Q吸-Q掘漏风率= Q吸*L×100×100% Q掘=Q吸-H漏风率÷100×Q吸×L
=570－0.01÷100×570×2100=451m3/min，取460m3 /min（5）安装局部通风机前巷道最小需风量
Q巷=Q扇×Ii+15S=570×1+15×16.7=821m3 /min，取830m3/min（6）按风速进行验算：
根据《煤矿安全规程》规定的掘进工作面的风速要满足
15S掘＜460m3 /min＜240S掘
363m3 /min＜460m3 /min＜5808m3 /min（7）局扇选择
综合以上计算，3305切眼掘进工作面配风量为460m3 /min，局扇安设全风压配风量为不低于830m3 /min，应选择功率为2×37KW的压入式对旋轴流风机。
3.三盘区轨道巷：（1）按瓦斯涌出量计算
Q掘=125×q掘× K掘通=125×1.42×1.2=213m3/min（2）按工作面最低风速计算
Q掘=60×0.25S=60×0.25×16.1=242m3/min（3）按工作面最多人数计算： Q掘=4N=4×29=116m3 /min（4）按局部通风机有效吸风量计算 H
Q吸-Q掘漏风率= Q吸*L×100×100% Q掘=Q吸-H漏风率÷100×Q吸×L =380－0.02÷100×380×510=341m3/min，取350m3/min（5）安装局部通风机前巷道最小需风量
Q巷=Q扇×Ii+15S=380×1+15×16.1=622m3 /min，取630m3/min（6）按风速进行验算：
根据《煤矿安全规程》规定的掘进工作面的风速要满足
15S掘＜350m3 /min＜240S掘 242m3 /min＜350m3 /min＜3864m3 /min 11（7）局扇选择
综合以上计算，三盘轨道掘进工作面配风量为350m3 /min，局扇安设全风压配风量为不低于630m3 /min，应选择功率为2×22KW的压入式对旋轴流风机。4.3305回风顺槽：（1）按瓦斯涌出量计算
Q掘=125×q掘× K掘通=125×1.42×1.2=213m3/min（2）按工作面最低风速计算
Q掘=60×0.25S=60×0.25×23.3=233m3/min（3）按工作面最多人数计算： Q掘=4N=4×29=116m3 /min（4）按局部通风机有效吸风量计算 H
Q吸-Q掘漏风率= Q吸*L×100×100% Q掘=Q吸-H漏风率÷100×Q吸×L =620－0.01÷100×620×1900=502m3 /min，取510m3/min 安装局部通风机前巷道最小需风量
Q巷=Q扇×Ii+15S=620×1+15×15.5=853m3 /min，取860m3/min（6）按风速进行验算：
根据《煤矿安全规程》规定的掘进工作面的风速要满足
15S掘＜510m3 /min＜240S掘 233m3 /min＜510m3 /min＜3720m3 /min 12（7）局扇选择
综合以上计算，3305回风掘进工作面配风量为510m3 /min，局扇安设全风压配风量为不低于860m3 /min，应选择功率为2×55KW的压入式对旋轴流风机。5.3307运输顺槽：（1）按瓦斯涌出量计算
Q掘=125×q掘× K掘通=125×1.42×1.2=213m3/min（2）按工作面最低风速计算
Q掘=60×0.25S=60×0.25×16.7=251m3/min（3）按工作面最多人数计算： Q掘=4N=4×29=116m3 /min（4）按局部通风机有效吸风量计算 H
Q吸-Q掘漏风率= Q吸*L×100×100% Q掘=Q吸-H漏风率÷100×Q吸×L =620－0.01÷100×620×1900=502m3 /min，取510m3/min 安装局部通风机前巷道最小需风量
Q巷=Q扇×Ii+15S=620×1+15×16.7=871m3 /min，取880m3/min（6）按风速进行验算：
根据《煤矿安全规程》规定的掘进工作面的风速要满足
15S掘＜510m3 /min＜240S掘 251m3 /min＜510m3 /min＜4008m3 /min（7）局扇选择
综合以上计算，3307运输顺槽掘进工作面配风量为510m3 /min，局扇安设全风压配风量为不低于880m3 /min，应选择功率为2×55KW的压入式对旋轴流风机。
6.三盘区回风巷及三盘区回风倒返巷：（1）按瓦斯涌出量计算
Q掘=125×q掘× K掘通=125×1.42×1.2=213m3/min（2）按工作面最低风速计算
Q掘=60×0.25S=60×0.25×18.2=273m3/min（3）按工作面最多人数计算： Q掘=4N=4×29=116m3 /min（4）按局部通风机有效吸风量计算 H
Q吸-Q掘漏风率= Q吸*L×100×100% Q掘=Q吸-H漏风率÷100×Q吸×L =380－0.02÷100×380×530=340m3/min，取340m3/min（5）安装局部通风机前巷道最小需风量
Q巷=Q扇×Ii+15S=380×1+15×16.1=622m3 /min，取630m3/min（6）按风速进行验算：
根据《煤矿安全规程》规定的掘进工作面的风速要满足
15S掘＜340m3 /min＜240S掘 273m3 /min＜340m3 /min＜4368m3 /min（7）局扇选择
综合以上计算，三盘区回风巷及三盘区回风倒返巷掘进 14 工作面配风量为340m3 /min，局扇安设全风压配风量为不低于630m3 /min，应选择功率为2×22KW的压入式对旋轴流风机。
7.3209回风顺槽：（1）按瓦斯涌出量计算
Q掘=125×q掘× K掘通=125×0.63×1.6=126m3/min（2）按工作面最低风速计算
Q掘=60×0.25S=60×0.25×12.6=189m3/min（3）按工作面最多人数计算： Q掘=4N=4×29=116m3 /min（4）按局部通风机有效吸风量计算 H
Q吸-Q掘漏风率= Q吸*L×100×100% Q掘=Q吸-H漏风率÷100×Q吸×L =380－0.01÷100×380×1030=341m3 /min，取350m3 /min（5）安装局部通风机前巷道最小需风量
Q巷=Q扇×Ii+15S=380×1+15×12.6=569m3 /min，取570m3/min（6）按风速进行验算：
根据《煤矿安全规程》规定的掘进工作面的风速要满足
15S掘＜350m3 /min＜240S掘 189m3 /min＜350m3 /min＜3024m3 /min（7）局扇选择
综合以上计算，3209回风顺槽掘进工作面配风量为350m3 /min，局扇安设全风压配风量为不低于570m3 /min，应选择功率为2×22KW的压入式对旋轴流风机。
8.3209运输顺槽：（1）按瓦斯涌出量计算
Q掘=125×q掘× K掘通=125×0.63×1.6=126m3/min（2）按工作面最低风速计算
Q掘=60×0.25S=60×0.25×12.6=189m3/min（3）按工作面最多人数计算： Q掘=4N=4×29=116m3 /min（4）按局部通风机有效吸风量计算
H
Q吸-Q掘漏风率= Q吸*L×100×100% Q掘=Q吸-H漏风率÷100×Q吸×L
=380－0.01÷100×380×1030=341m3 /min，取350m3 /min（5）安装局部通风机前巷道最小需风量
Q巷=Q扇×Ii+15S=380×1+15×12.6=569m3 /min，取570m3/min（6）按风速进行验算：
根据《煤矿安全规程》规定的掘进工作面的风速要满足
15S掘＜350m3 /min＜240S掘 189m3 /min＜350m3 /min＜3024m3 /min（7）局扇选择
综合以上计算，3209运输顺槽掘进工作面配风量为350m3 /min，局扇安设全风压配风量为不低于570m3 /min，应选择功率为2×22KW的压入式对旋轴流风机。
9.3206运输顺槽：（1）按瓦斯涌出量计算
Q掘=125×q掘× K掘通=125×0.63×1.6=126m3/min（2）按工作面最低风速计算
Q掘=60×0.25S=60×0.25×11.8=177m3/min（3）按工作面最多人数计算： Q掘=4N=4×29=116m3 /min（4）按局部通风机有效吸风量计算 H
Q吸-Q掘漏风率= Q吸*L×100×100% Q掘=Q吸-H漏风率÷100×Q吸×L =380－0.01÷100×380×1400=327m3 /min，取330m3 /min（5）安装局部通风机前巷道最小需风量
Q巷=Q扇×Ii+15S=380×1+15×12.6=557m3 /min，取560m3/min（6）按风速进行验算：
根据《煤矿安全规程》规定的掘进工作面的风速要满足
15S掘＜330m3 /min＜240S掘 177m3 /min＜330m3 /min＜2832m3 /min（7）局扇选择
综合以上计算，3206运输顺槽掘进工作面配风量为330m3 /min，局扇安设全风压配风量为不低于560m3 /min，应选择功率为2×22KW的压入式对旋轴流风机。
10.3206切眼及3206回风倒返巷：（1）按瓦斯涌出量计算, Q掘=125×q掘× K掘通=125×0.63×1.6=126m3/min（2）按工作面最低风速计算
Q掘=60×0.25S=60×0.25×18.2=273m3/min（3）按工作面最多人数计算： Q掘=4N=4×29=116m3 /min（4）按局部通风机有效吸风量计算 H
Q吸-Q掘漏风率= Q吸*L×100×100% Q掘=Q吸-H漏风率÷100×Q吸×L =380－0.01÷100×380×1800=312m3 /min，取320m3/min（5）安装局部通风机前巷道最小需风量
Q巷=Q扇×Ii+15S=380×1+15×11.8=557m3 /min，取560m3/min（6）按风速进行验算：
根据《煤矿安全规程》规定的掘进工作面的风速要满足
15S掘＜320m3 /min＜240S掘 273m3 /min＜320m3 /min＜4368m3 /min（7）局扇选择
综合以上计算，3206切眼及3206回风倒返巷掘进工作 18 面配风量为320m3 /min，局扇安设全风压配风量为不低于560m3 /min，应选择功率为2×22KW的压入式对旋轴流风机。
11.3206小切眼及3206回风绕道：（1）按瓦斯涌出量计算, Q掘=125×q掘× K掘通=125×0.63×1.6=126m3/min（2）按工作面最低风速计算
Q掘=60×0.25S=60×0.25×18.2=273m3/min（3）按工作面最多人数计算： Q掘=4N=4×29=116m3 /min（4）按局部通风机有效吸风量计算 H
Q吸-Q掘漏风率= Q吸*L×100×100% Q掘=Q吸-H漏风率÷100×Q吸×L =380－0.02÷100×380×500=342m3 /min，取350m3/min（5）安装局部通风机前巷道最小需风量
Q巷=Q扇×Ii+15S=380×1+15×11.8=557m3 /min，取560m3/min（6）按风速进行验算：
根据《煤矿安全规程》规定的掘进工作面的风速要满足
15S掘＜350m3 /min＜240S掘 273m3 /min＜350m3 /min＜4368m3 /min（7）局扇选择
综合以上计算，3206小切眼及3206回风绕道掘进工作面配风量为350m3 /min，局扇安设全风压配风量为不低于 19 560m3 /min，应选择功率为2×22KW的压入式对旋轴流风机。
12.四盘区开拓辅助通风系统和四盘区变电所及水仓：（1）按瓦斯涌出量计算, Q掘=125×q掘× K掘通=125×1.42×1.2=213m3/min（2）按工作面最低风速计算
Q掘=60×0.25S=60×0.25×18.2=273m3/min（3）按工作面最多人数计算： Q掘=4N=4×29=116m3 /min（4）按局部通风机有效吸风量计算 H
Q吸-Q掘漏风率= Q吸*L×100×100% Q掘=Q吸-H漏风率÷100×Q吸×L =380－0.015÷100×380×700=341m3 /min，取350m3/min（5）安装局部通风机前巷道最小需风量
Q巷=Q扇×Ii+15S=380×1+15×18.2=653m3 /min，取660m3/min（6）按风速进行验算：
根据《煤矿安全规程》规定的掘进工作面的风速要满足
15S掘＜350m3 /min＜240S掘 273m3 /min＜350m3 /min＜4368m3 /min（7）局扇选择
综合以上计算，四盘区开拓辅助通风系统和四盘区变电所及水仓掘进工作面配风量为350m3 /min，局扇安设全风压配风量为不低于660m3 /min，应选择功率为2×22KW的 20 压入式对旋轴流风机。
13.三盘区运输巷、5#联络巷、6#联络巷及三盘区水仓：（1）按瓦斯涌出量计算, Q掘=125×q掘× K掘通=125×1.42×1.2=213m3/min（2）按工作面最低风速计算
Q掘=60×0.25S=60×0.25×18.2=273m3/min（3）按工作面最多人数计算： Q掘=4N=4×29=116m3 /min（4）按局部通风机有效吸风量计算 H
Q吸-Q掘漏风率= Q吸*L×100×100% Q掘=Q吸-H漏风率÷100×Q吸×L =380－0.02÷100×380×500=342m3 /min，取350m3/min（5）安装局部通风机前巷道最小需风量
Q巷=Q扇×Ii+15S=380×1+15×18.2=653m3 /min，取660m3/min（6）按风速进行验算：
根据《煤矿安全规程》规定的掘进工作面的风速要满足
15S掘＜350m3 /min＜240S掘 273m3 /min＜350m3 /min＜4368m3 /min（7）局扇选择
综合以上计算，三盘区运输巷、5#联络巷、6#联络巷及三盘区水仓掘进工作面配风量为350m3 /min，局扇安设全风压配风量为不低于660m3 /min，应选择功率为2×22KW 21 的压入式对旋轴流风机。
三、硐室及其它用风地点所需风量：
1.三盘区水仓：
Q三盘区水仓=60×0.15×11.2＝101m3/min 2.变电所：
机电硐室需要风量应根据不同硐室内设备得降温要求进行配风，取值：
Q二盘区变电所＝80m3/min 3.暗斜井煤仓： 按风速计算：
Q暗斜井煤仓＝60×0.25S＝60×0.25×10.43＝157m3/min 4.三盘区1#联络巷： 按风速计算：
Q三盘区1#联络巷＝60×0.15S＝60×0.15×10.53＝95m3/min ∑Q峒室＝Q三盘区水仓＋Q二盘区变电所＋Q暗斜井煤仓＋Q三盘区1#联络巷＝433m3/min
四、矿井总风量确定：按照2017年采掘衔接计划，井下采掘工作面布置最多时，矿井最大需风量为：
新风井投入使用前：
Q进=（Q3205采面＋Q3302采面＋Q3305切眼掘＋Q3209副巷掘＋Q3206正巷掘＋Q3305副巷掘＋Q三盘运输巷掘＋∑Q峒室）×1.15 =（1390+1930＋830+570+560+860+660+433）×1.15＝8318m3/min 新风井投入使用后：
Q进=（Q3205采面＋Q3302采面＋Q3206备采面＋Q3305备采面＋Q三盘轨道掘＋Q3209正巷掘＋Q小切眼掘＋Q三盘回风掘＋Q三盘运输巷掘＋Q四盘1#联巷掘＋∑Q峒室）×1.15 =（1390+1930+695+965+630+570+560+630+660+660+433）×1.15 ＝10491m3/min 备 注：
Q采——采煤工作面需要风量，m3/min；
q涌出量——2016年瓦斯涌出量测定中采煤工作面瓦斯绝对涌出量，m3/min；
KCH4——回采工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，即该工作面与绝对涌出量的最大值与平均值之比，取1.2与1.4；
V采——工作面比较适宜的风速，1m/s； S采——工作面平均有效断面积，m2； Q掘——掘进工作面实际需风量,m3/min；
q掘——掘进工作面瓦斯绝对涌出量，参照2016年瓦斯瓦斯涌出量预测相邻掘进面瓦斯绝对涌出量；
H漏风率——百米风筒漏风率，L≤600m、H漏风率≤2% L≤1000m、H漏风率≤1.5% L﹥1000m、H漏风率≤1% L----风筒长度，m； k掘通——掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，即该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与平均值之比，取1.2~3；
Q扇——掘进工作面局部通风机实际吸风量； N——采煤或掘进工作面同时工作的最多人数 S——掘进工作面巷道过风断面,m2； K——矿井通风系数,1.15； 60——单位时间换算产生的系数； 4——每人供风量，m3/min；
Q硐——材料库硐室、变电所等供风量，m3/min； Q备——备用工作面需风量，m3/min；
125---按掘进工作面回风流中瓦斯浓度按0.8%管理； Q吸——局部通风机实际吸风量，m3/min；
八、瓦斯抽采计划
截止目前我矿在采的3205工作面、3302工作面已全部抽采达标。3305在抽工作面计划2017年7月底完成施工任务，实行边打孔边抽采，预计10月底抽采达标。
施工计划：2017年初开始在三盘区回风进行DN500低负压管道延伸200m至3305回风巷绕道口，计划1月中旬完工；下接3305工作面DN325高负压管道延伸，延伸长度550m；春节后开工至3月中旬进行3205工作面3#钻场施工高位钻孔3个；3月中旬至月底进行3206工作面DN325高负压管道运输安装及定向钻机升井检修工作；4月初开始，继续进行3305工作面本煤层钻孔施工300个（3305工作面回风巷道620-750m，820-900m本煤层钻孔已于2016年完成施工），预计7月底完成该工作面全部 工程量；8月份开始进行3305工作面1#-2#钻场千米钻机定向钻孔施工，计划工期2个月，预计9月底完成施工任务；下接3206工作面本煤层钻孔施工，两台钻机同时投入施工，至年底完成该备采面240个钻孔施工。
钻孔工程量：本煤层共施工540个钻孔，累计连管抽放进尺95400m；二盘区高位钻孔均为700m，三盘区高位钻孔均为450m,共施工钻孔9个，累计抽放进尺4800m。至2017年底新增抽采达标3305工作面，煤量239万t。
详见“瓦斯抽放衔接图表”。
九、2017年生产中存在的主要问题
1.3205为孤岛工作面，两顺槽压力大，变形严重，超前、端头支护工作量较大，直接影响工作面的单产。
2.综采一队ZF4400型支架服务已达12年之久，支架老化，漏液窜液严重，维护工作量较大。
3.3302工作面要通过一个1.6m断层和X101无炭柱，对生产任务及煤质将受到一定影响。
4.3206工作面运输顺槽地质条件复杂，又邻近高良煤矿，钻探工作量较大。5.新风井投运前，矿井通风较为困难，开拓巷道不能安排，开拓接替较为紧张。
6.矿井战线越来越长，辅助岗位逐年增加，一线人员逐年退休，井下作业人员严重不足。
7.矿井矸山运输距离较远，运输环节多，排矸能力偏小，排矸系统需考虑进一步改造。
十、保障措施
1.矿井风量相对紧张，新风井建设迫在眉睫，相关单位要统筹兼顾，确保新风井尽快投入运行，确保后半年开拓工作面的正常衔接。
2.新风井贯通前，通风科要提前做好新风井通风系统调整方案，保证通风系统的正常运行。
3.3205孤岛工作面压力显现较大，要借鉴3117孤岛面的回采经验，要提前做好两顺槽的支护补强工作，确保工作面的正常推进。
4.3302工作面过断层、无炭柱期间要做好科学统筹安排，加强现场管理，制定保障煤质措施，确保工作面的正常推进。
5.3206运输顺槽掘进工作面必须严格执行预测预报，有掘必探，先探后掘，先治后采的原则，认真落实探放水制度和探放水设计，加强探放水钻孔的验收力度，保证钻探效果，确保安全掘进。
6.努力提高掘进工作面的单进水平，抽放工作要随掘进工作面边掘边抽，保证回采面的抽采时间及效果，解决采、掘、抽的衔接紧张局面。
7.建议3205工作面回采结束后，对综采一队ZF4400型支架进行一次大型修理。
8.四盘区地面村庄较多，严重影响工作面布置，为确保二盘区的接替，应尽快和寺庄镇政府协商村庄搬迁事宜。
9.四盘区即将布置，为保证采掘布置的科学合理性，需安排对四盘区进行三维地震物探。
山西兰花科创伯方煤矿分公司
采掘计划 篇3
1 煤矿采掘供电设备选择
1) 动力变压器的选择。动力变压器的选择方向是干式化、节能化, 根据实际情况也使用节能型油浸变压器。在供电设计时应不要选用高耗能、淘汰型设备, 如井下仍大量使用的KSJ、KSJ2型油浸变压器, 而应选用KS7、KS9型节能油浸变压器或KSGB型干式变压器。此类变压器容量等级范围宽, 可选择余地大, 节电效果十分显著。如一台节能型KS92315 k VA变压器和一台KSJ2320 k VA高耗能变压器相比, 每年可节省空载电耗8322k WO軜h, 节约电费3 300元, 效益可观。选择何种型号变压器, 应视使用场合而定:井底车场、中央变电所、主要进风巷道内可选用KS7或KS9型节能油浸变压器;采区变电所及进风巷应选用KSGB型干式节能变压器;装机容量大的综合机械化采煤工作面应选用KSGZY型移动变电站。
2) 高压开关的选择。随着矿井的不断延伸和采掘机械化程度的提高及大功率单机的普遍使用, 直接导致系统大量增容, 为限制短路容量, 势必要增加电抗器等限流装置, 这样不仅电压质量要降低, 还要增加设备投资及能耗。因此选择遮断容量大 (不小于100MVA) 、保护功能全的真空开关是解决问题的最好办法, 也是选择高压开关的基本原则。因此, 有的矿井下大量使用的GKW或PB系列高压多油开关, 因其容量小, 保护形式单一, 缺少漏电和监视保护, 不具备超前切断电源功能, 已明显违反《煤矿安全规程》的有关要求, 属于淘汰产品, 在设计中应不予采用。而BGP系列高压防爆真空开关和真空化改造后的PB系列高压防爆真空开关或KYGG26 (10) 型高压真空开关柜, 因其断流能力强, 电寿命和机械寿命较长, 使用维护方便, 且具备过流、短路、漏电监视、欠压等综合保护, 保护功能完善, 设计中应优先选用。
3) 变压器容量的选择。必须将平均负荷率不足30%的变压器进行调整替换。通常负荷率大于50%的变压器效率较高, 功率因数也较高, 不应更换。由于生产的变化, 变压器二次侧的负荷发生了变化, 应对变压器所供的负荷及时加以调整, 力求合理, 停掉多余的变压器。一台315k VA的变压器空载损失为14890k Wh/a, 所以, 不应该使变压器空载运行。
4) 电缆的选择。电缆的选择应根据不同的用途和使用场合, 按经济电流密度来选取, 并且考虑线路电压损失和短路保护的需要, 同时应注意以下几点:a.煤矿井下低压电缆应使用阻燃橡套电缆, 高压塑料电缆外护套也应是阻燃的 (如聚氯乙烯外护套) 。b.移动变电站应选用高压屏蔽监视型电缆。c.综采工作面设备应使用千伏级屏蔽电缆。d.线路中间线盒应使用防爆接线盒或阻燃型充填材料接线盒。e.煤矿6k V中性点不接地供电系统, 当系统发生单相接地时, 非接地相对地电压将升高到线电压, 因此, 在选择高压电缆时, 其相电压应按线电压标准选择, 一般选用6O..6 k V, 6O..1 0 k V或8.7O..10 k V级高压电缆。
2 煤矿井下采掘机电设备的节电措施
1) 提高功率因数, 减少电能损耗。功率因数的高低对供电效率有很大影响, 功率因数低, 所耗的无功功率就多, 增大了供电设备的容量。由于大量输送无功功率, 造成电网中的电能损耗增加, 供电电压的质量也得不到保证。所以, 提高采区供电系统的功率因数是节约电能的有效途径之一。目前在采区使用的电器设备中, 提高功率因数的方法是安装就地地补偿装置。
2) 合理选择供电电压, 减少采区低压供电距离。当用电设备的功率一定时, 设备的工作电流与其供电电压成反比, 即供电电压愈高, 工作电流愈小, 工作电流小则消耗在供电线路上的压降及功率就愈小。目前, 大多数工作面的供电也应从380V提高到660V、1140V就是这个道理。有条件的工作面应尽可能采用1140V或3300V, 从而达到减少线路损耗的目的。还要尽可能缩短低压供电距离, 减少回头供电, 供电距离愈长, 则供电线路上的阻抗愈大, 通过相同的电流, 线路愈长, 损耗愈大。因此, 机械化采掘工作面应大力提倡使用移动变电站, 随着工作面的推进, 移动变电站不断移动, 使低压供电距离尽可能缩短, 减少低压线路上的电能损耗。根据计算, 一台315k VA的变压器空载损失为14890 k Wh/a, 所以不应该使变压器空载运行。
3) 使用变频调速节能装置。据统计, 用电量中约有60%是通过电动机来消耗的。由于考虑起动、过载、安全系统等原因, 高效的电动机经常在低效状态下运行, 采用变频器对交流异步电动机进行调速控制, 可使电动机重新回到高效的运行状态, 这样可节省大量的电能。煤矿生产机械中电动机的负载种类较多, 根据不同的负荷使用状况安装变频器, 达到节能的目的。如采煤工作面乳化液泵站采用变频器, 由于乳化液泵为平方转矩负载, 频率与功率成立方关系, 即P=Kn3。
实践证明, 在卸荷阶段变频驱动使电机转速比工频降低20%, 节能效率可达30%-50%, 电机电流平均可降低40%。
4) 做好采掘机电设备的技术工作能力测定, 挖掘机电设备的潜力。在现有机电设备的基础上, 使设备在额定状态下运行, 减少机器本身消耗的百分比。现在有些设备往往是大马拉小车, 机器本身的消耗占总消耗的很大一部分, 这就降低了设备的功率。对一些机采面, 要做到采煤机匀速运行, 避免采煤机在工作中忽快忽慢, 以免运输机上时而有煤, 时而无煤。对于平巷运输距离较短或下山运输皮带机, 采用双电机起动单电机运行方式。
5) 以带式输送机代刮板输送机。带式输送机与刮板输送机相比, 具有辅设距离长、安装灵活、拆卸方便、运转平稳、传动效率高等优点。一台SGW-80T型刮板输送机的出厂长度160m, 运输能力150t/h;而一台SJ-80带式输送机的出厂长度为800m输送能力为400t/h。可见, 同样功率的电机, 在带式输送机上要比刮板输送机上产生的效率高几倍。因此, 在顺槽运输系统中能用带式输送机的不用刮板输送机, 以带式输送机代替刮板输送机, 从而提高效率, 节约电能。
6) 合理调整油泵的开停时间, 节约用水用液。目前, 采区的乳化液泵及喷雾已广泛使用。但怎样才能做到用液时开泵, 不用液时停泵, 也是实现节能的重要环节。一个工作面的泵站往往一进班就开泵, 不用液也开泵;有的水管, 乳化液管、注液枪随便流水、流液, 不仅大量浪费液体, 而且浪费电力。因此, 加强泵站管理, 对节能降耗也很重要。
摘要：阐述了煤矿采掘供电设备的选择。提出煤矿井下采掘机电设备的节电, 要提高功率因数;合理选择供电电压, 减小采区低压供电距离;使用变频调速节能装置;挖掘机电设备的潜力等节能措施。
煤矿采掘现场管理 篇4
采煤技术员现场生产技术管理工作内容：
1、根据煤层的赋存条件，选择合理可操作的采煤工作面布置和采煤方法。
2、做好采面开采设计，合理安排回采顺序，并据此编制作业规程。督促采煤队落实有关安全技术，条件发生变化时，及时制订补充安全技术措施。
3、协同采煤队长、班长，制定现场采煤工作面布置方案。
4、现场具体布置和落实各类小眼（开切眼、联络眼、主斜坡、分斜坡、高位眼）开口位置、支护方式、方向、断面、质量要求。
5、煤层赋存条件及顶板发生变化时，现场具体布置和落实工作面布置方案的调整，小眼方向、断面、支护的调整措施。
6、现场具体布置和落实贯通面和防治水面的钻眼深度、角度和方向，躲避峒施工，顶板管理，协同通风技术员做好风量调整。
7、具体布置和落实短壁（长壁）推采的生产组织、支护质量要求、顶板管理、特殊支护。
8、进行采面小块段储量核算，预计推采时间。
9、具体落实并与队长协同组织指挥采面初次放顶、小块段收作、采面收作、过断层、过透水区，监督检查小眼封口、栅栏管理、局部通风管理。
10、认真对采面的支护强度、三岔口的支护强度，上出口、回风巷的支护强度、质量，下出口联络眼、运巷的支护强度进行检查，并落实整改。
11、及时发现采面生产的违章作业或危险征兆，必要时制止或停止作业，组织人员撤离并向矿调度、信息站及矿领导汇报。
12、收集、整理现场煤厚、倾角、构造、开采范围等第一手资料，及时绘制采煤工作图，准确、实事求是地反映现场情况，为采面储量核算、回采率考核、工资考核提供、真实材料。
13、认真观察、分析、掌握采煤工作面顶板活动情况、压力变化规律，及时提出顶板管理方案和改变支架形式，从技术上采取措施（支护形式、参数、强度、材质、材径、特殊支护、加强支护），预防顶板事故。
14、按作业规程要求，认真做好采面工程质量管理。
15、提出采煤工作面上下煤柱、三岔口煤柱、构造带可采煤柱的回收措施，并协同队长组织实施。
16、采面遇构造时，根据地质资料和现场揭露情况，分析提出采面构造改造的处理意见，协助队长做好构造改造的前期准备工作，并协调好队伍的临时接替工作面。
17、做好采面日常爆破效果的资料收集。针对存在问题，提出建设性的解决方案，参与现场跟踪，及时调整爆破技术方案。
掘进技术员现场生产技术管理工作内容：
1、按照作业规程、巷道布置设计、巷道围岩条件与采掘进队长研究制定掘进工作面施工方案和施工方法。并向班长、工人进行现场传达和布置。
2、做好掘进正规生产的组织和管理，指导掘进队做好材料、工具、设备的准备及劳动力配备和调整平衡，协助队长制定班组长正规生产考核办法。
3、检查督促施工队执行作业规程，落实施工方案和施工方法，根据现场条件提出作业规程修改补充意见，报生产股负责人审批。
4、检查掘进工程质量，对巷道断面、成型、水沟、轨道铺设质量、支护质量、工作室设置、管线吊挂、文明生产状况进行检查，安排落实掘进施工的一次成巷与文明生产整改工作。
5、根据现场督促落实巷道开口、反眼开口的位置、支护方式、方向、断面、质量要求。
6、布置和落实工作面的支护质量要求、顶板管理、特殊支护。
7、煤层赋存条件及顶板发生变化时，现场具体布置和落实工作面掘进方向、断面、支护的调整措施。
8、组织指挥掘进过断层、过透水区，监督检查小眼封口、栅栏管理、局部通风管理。
9、检查掘进面巷道的支护强度、交岔口的支护强度和质量，并落实整改。
10、及时发现工作面生产的违章作业或危险征兆，必要时制止或停止作业，组织人员撤离并向矿调度、信息站及矿领导汇报。
11、认真观察、分析、掌握工作面围岩情况、压力变化，及时提出顶板管理方案和改变支架形式，从技术上采取措施，预防顶板事故。
12、收集、整理现场第一手资料，及时绘制掘进工作图，准确、实事求是地反映现场情况，为工资考核提供、真实材料。
13、工作面遇构造时，根据地质资料和现场揭露情况，协同地质技术员做好构造分析，提出巷道施工方案调整意见和措施。
关于采掘技术合理优化的研究 篇5
众所周知, 进行地下作业, 这是煤矿井工开采的一个显著特点。在实施井工开采过程中, 一个重要环节就是要把井筒一直进行开凿, 直到跟地下相通为止;然后再把巷道跟着掘进, 并进行有关盘区 (采区) 以及采煤工作面的相关布置;并且要及时支护好采煤以及采掘工作面, 以便及时处理采煤后所形成的那些地下采空区;煤矿、矸等地下开采出来的这些矿产, 要把它们及时通过拉伸, 从地下运输到地面。由此可见, 进行地下开采煤矿, 不仅有着繁多的生产环节, 而且还有极其复杂的工作程序;总体来说, 从地下煤矿到达地面的整个过程, 其中心环节应为开采, 整个生产系统的过程表现为掘进→运输→提升→通风排水→动力供应→通讯→地面布置等等, 并且有关地下煤矿的生产方法以及如何进行组织和管理还要进一步做好。所以综合上述, 可知合理优化煤矿采煤方法, 就是把那些新的采煤装备、成功的采煤方法引进或者采用到地下煤矿所在的矿区, 然后优化改造矿井的那些生产系统, 在这个基础上, 继续深化改革地下煤矿的作业方式以及相关生产组织制定最终促使整个煤矿生产效率和经济效益得到大幅度提高, 而且整个生产过程的安全水平也达到符合要求。
1 设计采煤技术应遵循的基本准则
在对有关井工开采方法进行选择时, 以下这两个技术原则应优先考虑到:第一个技术原则, 有关采动所产生的影响特征以及影响程度。结合这个研究成果 (对采动影响理论的研究) 可以知道, 有关地表移动以及相应的变形就是采动影响所表现的主要特征, 在对有关地下采煤方法进行设计时, 对于地表移动和变形这两大特征以及所达到的程度一定要给予充分的考虑, 对于那些埋藏比较浅、并且具有比较大倾斜度的煤层, 其“上三带”的相关程度以及特征也要充分进行关注并加以考虑;第二个技术原则, 有关资源的回收率。要对采动的那些不利影响进行有效降低, 并且要使井下的安全开采得以顺利实现, 有关降低回采率这个开采措施在很多时候就要被采纳并加以实施;所以对于资源回收率这个问题如何进行有效处理, 这也是对地下采煤方法进行选择时所要遵循的一条主要技术原则。
2 合理优化煤矿开采技术的分析
2.1 离层注浆
这是当前很多矿务局所采用的一种新方法——以控制或者减缓地面沉陷为目标。只要覆岩的结构合适、离层带的位置选择准确、有关工作面推进离层发生、发展以及闭合时空规律 (动态) 能够被掌握好, 运用这种方法就可以达到比较理想的效果。
2.1.1 关于离层带的充填技术分析
这种技术的主要目的是要把覆岩下沉有效控制住, 从而最终能使地表沉降的控制得以实现, 其主要过程是:第一, 从地面向采空区上方覆岩 (离层带) 进行打钻;第二, 从这个钻孔中, 以高压方式把液体填充材料注入。在离层空间中充填浆液其作用有二:一是把离层空间进行充填, 以期促使覆岩下沉得到有效控制;二是用浆液充填, 一旦出现脱水, 就将形成一种类似岩体的、具有一定硬度的填充物来把上覆岩体支撑住。这种离层带注浆技术有较多的优点, 它不同于采空区直接进行的填充方法, 由于它施工不在井下, 因而不干扰现有的生产系统, 而且其设备具有少投资、容易操作等特点, 因而运用这种技术不仅仅具有极其明显的填充效果同时还具有相当高的煤炭回收率。实施这种技术关键有两点:一是要对离层存在的条件进行创造;二是有关采空区的尺寸要控制好, 不至于被采动过充分。
2.1.2 有关这种技术的实践应用
大屯煤电公司于1991年10月引入这种离层充填技术, 并于第二年的3月份在该矿的某个工作面开始实施实验, 该工作面基本情况如下:960m的走向长、其中110m为倾斜长度, 具有4.83m厚、20°~30°倾角的煤层。其中对顶层管理应用冒落法实施管理, 沿着长壁走向进行开采。实施离层充填技术后, 通过观测地表发现效果极其显著:不管是地表下沉速度还是地表最大下沉处, 均得到大大减少, 其减少幅度分别高达43%和37%, 从而有效保护了地面各种建筑设施。
2.2 条带开采
这种开采方法比较特殊, 具体是这样进行操作的:第一, 划分所要开采的煤层, 使之形成正规的条带状;第二, 在划分为正规条带煤层状的基础上, 每开采一条具有一定宽度a的煤层, 相应的就留下一条具有一定宽度b的煤层, 其上覆岩层的重量主要就是要由这条所留下来的煤柱来支撑, 不管是有关地表的移动还是变形, 都将对地表带来比较小的影响。
2.2.1 设计原则分析
具有足够的稳定性和强度, 并且对上覆岩层的支撑不仅时间要长, 而且支撑效果要好, 这是煤层进行开采过程中所留下来的那条带煤柱应该具备的条件。满足这个条件, 就可以让地表的移动或者变形减少到最低限度;至于有关开采条带的宽度, 以不让地表所出现的下沉盆地过于明显和波浪状下沉为控制尺寸, 若能出现单一的平缓下沉飞盆地就为最佳。
2.2.2 有关采出留宽度的确定方法
第一, 确定采出宽度a;通过一定的实验模拟来确定这个采出宽度a, 综合有关国内和国外的成功经验, 这个采出宽度a一般控制在煤层宽度的1/4~1/8之间为宜;第二, 确定保留条带宽度b。当采出宽度a确定后, 如果无限加大这个保留条带宽度b, 也没多大意义, 这样做, 同样会让许多下沉盆地在地表上出现, 因此比较可靠的确定数值, 应该结合煤柱强度通过一定的计算来得到, 那些随便的进行确定是十分的不可取。在实际当中, 有关这个条带煤柱的强度是采用Wilson的方法进行计算。
3 结论
总之, 通过合理优化采煤技术, 可以有效提高我国煤矿特别是那些中小型煤矿的管理水平, 从根本上改变原来所存在的那种简单再生产状况, 提高我国煤矿生产的装备和生产安全条件, 这对于保证我国煤矿安全健康发展、促进我国和谐社会的建设都具有重要的意义。
参考文献
[1]罗行志, 等.浅析石嘴山一、二矿改扩建设计重点问题的解决方案[J].煤矿工程, 2005, 11.
[2]吴秀萍, 等.影响综合机械化采煤的因素分析[J].山西焦炭科技, 2005, 3.
煤矿采掘技术的改造思路分析 篇6
1 我国煤矿采掘技术面临的现实困境
1.1 地质规律研究缺乏有效性
我国的煤矿分布通常具有一定的内在规律, 对此如果能做到全面性的掌握, 必然可以做到事半功倍的效果, 然而, 我国煤矿生产领域对此方面的内容研究较少, 对煤矿分布规律的掌握不够深入与全面, 从而导致煤矿采掘工作过程中存在较强的盲目性。同时, 基于我国地质复杂、条件不同的因素, 各地煤矿选取的煤炭勘测技术以及采掘方式也有所差异, 因此并没有统一的标准。如此必然导致采掘速度过慢, 难以满足市场的大量需求, 这种采掘技术不合理的现象给企业与国家均造成了一定的资源浪费。
1.2 矿井管理水平低下
煤矿采掘是一项综合性与系统性较强的任务, 并且大部分作业是在井下完成的, 因此矿井管理的重要性不言而喻。井下作业带有较强的危险性与风险性, 其管理水平不仅与煤炭的开采量息息相关, 同时也关系到作业者的生命财产安全, 因此需要对其提高重视。就当前来看, 我国多数煤矿企业已经将现代化技术运用到矿井管理中来, 然而大多依然局限于基础运用, 对一些较有深度的技术难以进行深层次的运用, 如二次元解释利用、地震数据信息分析等。长此以往, 我国煤矿采掘作业的质量与效率必然难以得到有效的提升, 煤矿企业的经济效益与社会效益也受到影响。
1.3 小结构矿井较多
现阶段, 我国的煤矿企业数量一直处于逐年增加的状态, 然而其中小矿井较多, 大规模的矿井比较少。对于小矿井来说, 因为其规模较小, 新技术与先进设备难以得到有效的应用, 如高分辨率的三维地震勘探技术。此外, 小结构矿井在采掘过程中极容易造成资源方面的浪费, 给煤矿企业造成资金支出方面的负担。
1.4 作业技术与设备陈旧、老化
当前, 属于我国真正自主研发的煤矿采掘技术或者设备较少, 大多数技术与设备均由我国向国外引进而来, 如此, 核心技术也依旧依赖国外先进国家。这种情况不利于我国煤矿生产领域的长久发展, 并且技术引进与设备进口费用昂贵, 对技术的教授与设备的维修保养也缺乏专业性与科学性, 如此极容易造成引进的先进技术难以得到有效的应用, 先进的设备难以发挥其真正功能与作用。除此之外, 我国各地的煤矿企业相对缺乏高效集约化生产, 受到大规模煤矿企业在技术与设备方面的垄断制约, 我国大部分中小型煤矿的经济效益与社会效益难以得到有效的提升。
2 优化煤矿采掘技术的有效措施
2.1 对矿井设置进行改进
国内对煤矿开发水平不断提升, 一些传统的小结构矿井已经逐渐不能适应当前的社会发展, 如此便要求煤矿企业对矿井设置进行进一步的规划与调整, 例如加大工作面与采区尺寸, 从而为大型采掘机械的工作提供便利条件, 或者是采用跨越式回采与复式回采, 这样就可以使采煤工作面能够在一定时期内连续的进行推进, 减少搬家倒面的次数与数量。
2.2 实现煤矿采区的高效集约化生产
实现集约化生产, 是我国各地煤矿均需要进行改造的内容, 也是提高煤矿采掘工作质量与效率的重要手段。要想实现高效集约化生产, 首先需要对矿井合并进行一定的改造, 并保证改造的合理性与科学性, 如此可以讲煤矿矿井之间的联合程度扩大, 从而提高煤矿企业的经济效益。其次, 对矿井井田的范围进行扩大也极为重要, 如果矿井井田附近存在着极为丰富的煤矿资源, 同时允许开采, 此时可以将井田的范围进行扩大, 保证扩大的科学性与合理性, 使其保持较大的生产量与较好的经济效益。
2.3 提高技术与设备的运用效率
对于煤矿采掘来说, 提高先进技术与新设备的运用效率极为重要。因此煤矿企业需要对此提高重视程度, 将采掘技术与设备应用率的提高作为煤矿采掘技术改造的核心。针对我国煤矿采掘工作对先进国家依赖较大以及更新不及时的问题, 必须将采掘技术提高, 将高新技术产业应用于实际生产操作中来, 对传统的开采模式进行改变, 并逐步实现由机械化开采向智能化开采转变, 代替传统的人工操作, 如此可以提高煤矿采掘的安全性与效率。与此同时还需要对采掘设备进行及时的更新, 对设备的操作需要确保其参数与具体的作业符合, 并对其进行及时的维修与定期的保养, 以提高其运转效率。从国家与政府的角度看, 需要加强对技术设备的重视, 在加大资金投入的同时, 还需要投入更多的高端技术人才, 研发出自主的机械设备, 并安排专业的指导人员对新设备的应用进行指导, 同时对操作人员进行培训与实际训练, 使其可以熟练操作先进设备, 提高生产效率。
2.4 提高矿井管理水平
矿井管理的难度较大, 并且涉及的范围极为广泛, 因此管理人员需要不断提高自身综合素质, 包括突发事件的解决能力、应变能力、预测计划能力、用人水平等。在井下发生突发事件时, 管理人员可以沉着冷静的进行安排, 并及时制定出临时处置方案, 积极引进现代化高科技, 并实现信息化管理, 而管理人员还需要熟练掌握计算机网络技术, 从而实现信息化管理, 对矿井数据库进行分析与研究, 搜集并整理井下的各种数据与信息;其次, 矿井的管理人员需要对操作人员进行大力的培训, 对操作人员进行充足的理论培训, 使之具备较高的安全意识, 并对其进行严格的技能训练, 使之充分掌握井下操作技能, 可以熟练操作机械设备, 并在突发事件发生时可以协助管理人员与相关部门进行解决, 如此可以提高井下作业的安全性与科学性;除此之外, 煤矿企业需要针对矿井管理落实岗位责任制与工作绩效制, 将责任落实到具体的人, 从而对井下管理人员与操作人员发挥督促作用, 工作绩效制的作用在于激发井下人员的工作积极性与能动性, 从而使工作人员充分发挥自己的工作热情与激情。
3 结论
随着矿井开采的规模与力度越来越大, 煤矿采掘技术的重要性越来越突出, 采掘水平直接决定着开采效果与开采质量。然而我国煤矿采掘技术依然存在较多的问题与困境, 其危害性较强, 因此我国煤矿生产领域需要协同合作, 对煤矿采掘技术进行深入的分析与改造, 从而提高我国煤矿企业的经济效益与社会效益, 实现我国煤矿开采事业的可持续发展。
参考文献
[1]谢嘉成, 等.基于Web的煤矿采掘运提装备虚拟拆装与仿真系统设计[J].矿山机械, 2015, 01:120-125.
[2]孙继平.煤矿事故特点与煤矿通信、人员定位及监视新技术[J].工矿自动化, 2015, 02:1-5.
矿井采掘防尘技术的应用研究 篇7
关键词：采掘,防尘,研究
0 引言
在矿井生产的过程中,煤尘及岩尘的大量产生,会对人们生产及健康造成很大威胁,所以我们要根据煤矿自身的实际情况,采取适合的防尘措施,从而保证人们的健康,创造出好的生产环境。
1 采煤工作面的煤尘治理
1.1 煤壁浅孔动压注水,从而减少煤尘的产生量
各个工作面浅孔动压注水一般是由采区打眼工主要负责,用电煤钻钻孔。在钻孔施工好后进行封孔器的安装,用注液枪进行注水,要充分的保证注水时间和质量。采煤工作面的注水需要有详细的记录,包括数量、孔深、注水量和责任人的登记。
1.2 安装风流净化水幕
在风巷的上出口安装环形喷雾强,从而更好的配合防尘网,起到净化空气的目的。喷雾器一般安装在距离工作面隅角大约22m以外的地段,在进行开启时能够更好的喷洒雾化水幕,经尘网过滤作用,从而更好的隔绝煤尘的传播,可以有效的降低放炮产生的煤尘。
1.3 安装手动和自动两道平喷雾
自动喷雾一般是采用的自制的喷雾装置,如果煤流太大,那么喷水量将会增大,当煤流小时,喷水量也会随之减少,甚至是停止。手动喷雾是操作人员根据煤流的多少以及煤的干湿度进行人工调节喷雾量。
2 在综采工作面采用防尘技术
2.1 安装随机自动连喷装置
在使用煤机内外喷雾的过程中,用架接喷雾来降低空气中的粉尘浓度,此装置是光控装置,用矿灯去照射此装置的探头,便可以实现自动连喷。
2.2 采用风水喷雾风水喷雾主要是利用风来使水压加强,喷雾的雾化好、射程远,喷水的覆盖面较大,达到了很好的防尘效果。
2.3 二次降尘装置
采煤机的负压二次降尘技术,主要是利用喷吸装置来向煤尘的源头区域进行喷雾流的降尘,同时,喷吸装置射流后形成负压区,将降压场尾部的含尘空气吸入后再喷射出去,在这个过程中很好的将煤尘捕捉下来。
2.4 应用转载机同步自动喷雾
以前的采煤工作面的回风道在转载机外6-8m的部位安装了一组回风流净化幕,一般是采用手动阀门控制,但是经常因为人为的因素导致了水幕忘记开动,从而使得风尘得不到控制;皮带、转载机经常停运,但是水幕正常工作,所以就造成了水资源的浪费,影响了煤质。
3 掘进工作面的防尘研究
3.1 采用高压远程放炮自动喷雾技术
在炮掘工作面当中,虽然放炮的时间并不是很长,但是产生了极多的粉尘,很多煤矿的全岩巷道大多都采用炮掘,针对在放炮的过程中工作面粉尘高,所以设计了枪口式喷雾装置。该装置主要是由掘进工作面的供风供水装置形成。在放炮的过程中会产生爆炸冲击波,该冲击波被传感器接收转化为电信号被主机接收,主机控制供风和供水的两路的电磁阀,使之打开,从而实现了远程喷雾。因为高压风进水管口和进风管口的位置合理,喷雾强的枪口角度也经过反复的验证,使得能够达到远距离喷雾,雾化效果很好,经过检测,运用该技术,能有效降低煤尘率,降尘率十分高,在90%以上。
3.2 应用圆柱体形多喷头喷雾
当前较为常见的喷雾装置为支架式前探水泵喷雾装置和喷淋管,此装置不能够很好的进行远距离的全断面覆盖,使降尘的效果不够明显。圆柱体多喷头装置能够实现全断面采掘面的有效降尘从而来解决粉尘扩散的问题。
3.3 采用湿式打眼
掘进工作面一定要采用湿式打眼。同时,煤与半煤巷应该采用风钻打眼,在进行打眼时,应该派专人负责对眼口进行喷雾降尘。
4 大巷运输系统的防尘
4.1 煤眼前安装喷雾头,煤眼的后方安装喷雾水幕
当煤眼放煤车向后移动时,打开喷雾水幕,从而对矿车上的原煤进行喷雾。矿车经过喷雾煤尘后,会在原煤的车皮上形成一道湿煤外壳,当车放完后,列车外出时,再次打开后方的喷雾装置和前方的单个喷雾装置,对于经震动后的原煤列车上部开裂处进行灭尘,经过两次灭尘后。将不会再产生煤尘,从而解决了原煤列车的煤尘飞扬的现象。
4.2 大巷的个别地点加设单组弧形喷雾
在大巷的个别地点加设单组弧形喷雾,可以起到灭尘的效果。需要在固定道床设置手动装置,使水流能够更好的流进水沟。可以在其他的地段设置自动的喷雾,机车经过的时候喷雾会自动打开,从而有效的对于矿车的原煤降尘,从而保护道床。
5 净化通风
(1)常开式降温喷雾。该喷雾是利用大喷头制作,雾化效果极好,能够使喷雾与回风充分的接触,使换热面积的换热效率更加的好。(2)滴管式风筒净化装置。我们可以使用塑管钻孔的方式,沿着风筒的上部进行敷设,通过控制阀门来确保水量逐步形成水滴,从而沿着风筒流下,使风筒能够保持长期的湿润,从而达到不间断的防尘。(3)其他。在使用新技术、设备的同时,我们也不能够放弃使用以前的防尘措施:放炮需要使用水泥炮、喷雾洒水、湿式打眼、等方法来做到有效的降低粉尘。
6 小结
通过以上几个环节的防尘措施,可以从源头上治理煤尘飞扬,有效的控制矿井的粉尘浓度,减少粉尘的危害,使煤矿企业更加卓有成效的发展。
参考文献
[1]周洋洋,徐精彩.煤自燃危险区域判定理论[M].北京,煤炭工业出版社,2001.
[2]来永宝.小煤矿法律法规及事故案例分析[M].北京:煤炭工业出版社,2003:243-244.
[3]金龙哲,李晋平,孙玉福等.矿井粉尘防治[J].科学出版社,2010,10.
大型采掘设备需求将成主流 篇8
a) 露天煤矿机械:主要有土层剥离的连续挖掘机、机械式挖掘机、大型煤炭破碎机、大型皮带输送机、大型非公路矿用车等;
b) 井下开采煤矿机械:随着煤矿开采综采的增加、煤矿安全的要求, 综采设备为煤矿机械的主要组成。
(a) 输送设备:皮带机、刮板输送机;
(b) 通风设备:主要通风机、局部通风机;
(c) 采煤设备:采煤机、交流变频调速电牵引采煤机、连续采煤机;
(d) 巷道掘进设备:岩石掘进机、半煤岩掘进机、硬岩掘进机;
(e) 巷道支护设备:液压锚杆钻机、气动锚索锚杆钻机、气动帮锚杆钻机、支腿式气动帮锚杆钻机、架柱支撑气动手持式钻机;
采掘计划 篇9
冲击地压在国内外主要井工开采煤矿都属于一种普遍的现象,每年的发生率都比较高。国外,德国、南非、前苏联、波兰、美国、加拿大等20多个国家和地区受到冲击地压灾害的威胁。国内,最早记录的冲击地压于1 9 3 3年发生在抚顺胜利煤矿,随后,北京矿务局的门头沟、房山煤矿,开滦矿务局的唐山等2个煤矿,抚顺的龙凤、老虎台等几十个地方煤矿都相继发生了严重的冲击地压事故。徐州矿务集团自1991年7月首次在权台煤矿3 1 2 7材料巷发生冲击地压现象,至目前已累计发生冲击地压4 0余次。近年来,随着新汶华丰、孙村煤矿,徐州三河尖、旗山、张集、权台煤矿,兖州东滩煤矿等矿井相继成为新的冲击地压矿井,我国发生冲击地压的矿井已达70余个。
我国正在开采的煤矿矿井大多建于2 0世纪5 0、6 0年代,随着时间的推移和矿产资源开发向深部转移,这些矿井已进入深部开采或即将进入深部开采,冲击地压灾害问题已变得越来越严重、突出和普遍,冲击地压的预测、预报及治理工作也变得越来越重要和紧迫。
1 冲击地压的显现特征
冲击地压现象具有以下显现特征。
(1)突发性:冲击地压发生前一般没有明显的宏观前兆,难以事先准确确定发生的时间、地点和强度。
(2)瞬时震动性:冲击地压发生过程急剧而短暂,像爆炸一样伴有巨大的声响和强烈的震动,地面有震感,但一般震动持续时间不超过几十秒。
(3)巨大的破坏性:冲击地压发生时,顶板可能瞬间下沉,底板突然开裂鼓起,大量煤体突然破碎并从煤壁抛出,堵塞巷道,破坏设备,还可能伴有严重的人员伤亡和巨大的财产损失。
2 冲击地压的分类
冲击地压是一种复杂的矿山动力现象,其生成环境、发生地点、显现强度和造成的严重破坏后果各种各样,不能用同一机理去解释不同冲击地压的成因,更不能用单一方法或措施去预测和防治冲击地压,因此分类的方法也很多。主要的分类有以下几种。
(1)根据冲击地压的能量特征按冲击时释放的地震能大小分类。
(2)根据参与冲击的岩体类别可分为煤层冲击和岩层冲击两种。
(3)根据冲击力源可分为重力型、构造型和中间型3种。
(4)根据地震仪或微震监测系统观测记录确定的冲击地压显现强度,按里氏地震计分为6级。
3 冲击地压预测及治理技术
3.1 冲击地压预测技术
3.1.1 宏观判断法
根据本矿和邻矿,本煤层和相邻煤层已发生过的冲击地压现状,依据开采条件和地质构造判断本区域冲击地压的发生、发展趋势。
3.1.2 钻屑法(钻孔煤粉量法)
钻屑法是通过在煤层中钻小孔径钻孔(直径一般为4 2 m m),根据打钻时每米深度排出煤粉量的多少及相关动力现象预测冲击地压危险性的一种方法。钻屑法的原理就是通过测量钻孔煤粉量的大小来确定相应的煤体应力状态。
3.1.3 电磁辐射监测法
冲击地压发生之前,电磁辐射强度一般稳定在某一范围以下,而在冲击地压临近发生时,电磁辐射强度出现突变。实验表明,煤岩冲击、变形破坏的变形值释放的能量与电磁辐射的幅值、脉冲数成正比。根据电磁辐射信号的强弱即可判断冲击地压的危险性。
3.1.4 微震法
采矿微震主要是记录矿山震动,对其进行有目的的解释。分析和利用记录的信息,对冲击地压进行预测和预报。
3.1.5 地音法
在监测区内布置地音探头,由监测装置连续自动采集地音信号,经实时处理加工成报告、图表。通过对数据进行整理分析,判断监测区域的冲击危险程度。
3.1.6 常规矿压观测法(顶板动态法)
采用顶板动态仪、液压枕、测力计、钢卷尺等常规矿压观测手段,观测和记录监测区域的顶板压力、顶板下沉量、片帮、板炮、采空区悬顶等矿压显现现象,经处理分析后宏观判断监测区域的冲击危险性。
3.2 冲击地压治理技术
3.2.1 合理选择开拓布置及开采方法
控制冲击地压实现的应力条件,是控制煤矿冲击地压发生的关键。合理的开采布置和开采方法可以避免形成高应力集中和能量大量积聚,防止冲击地压的发生。
3.2.2 开采保护层
在进行多层开采时,先开采没有冲击危险的煤层(保护层),目的是解放有冲击危险的煤层,从而降低冲击地压的潜在危险性。
3.2.3 煤层预注水
煤层预注水的目的是通过水的物理化学作用改变冲击煤层的物理力学性质,降低煤层的冲击倾向性和应力状态。
3.2.4 厚层坚硬顶板预处理
厚层坚硬顶板极易引起冲击地压,目前较为有效的处理方法是顶板注水软化及爆破断顶。
3.2.5 卸压爆破
卸压爆破是对具有冲击地压危险的局部区域用爆破方法减缓其应力集中程度的一种解危措施,是主要的措施之一。
钻孔卸压是利用钻孔方法消除或减缓冲击地压危险的一种解危措施。钻孔卸压的实质是利用高应力条件下煤层中积聚的弹性能来破坏钻孔周围的煤体,使煤层卸压、释放能量,消除冲击危险。
3.2.6 爆破诱发
爆破诱发是在宏观判断存在冲击危险或监测到有冲击危险的情况下,利用较多药量进行煤层爆破,人为地主动诱发冲击地压,使冲击地压发生在一定的时间和地点,从而避免被动受冲击地压损害的一种解危措施。
4 冲击地压防治技术前景预测
目前,国内外绝大多数具有冲击危险区域的预测预报及治理方法基本上是单一的、局部的、间断的和被动的,很少能形成一套完整的防治体系。但由于冲击地压发生的机理不同,不同矿井冲击地压的成因和显现特征也不同,即使同一矿井,由于地质构造(变化)、开采条件和开采方法的差异,冲击地压的成因、性质、特征、震源部位和破坏程度也不相同。因此,既不能用同一机理去解释不同冲击地压的成因和现象,也不能用单一方法或措施去预测和防治冲击地压。
当今的世界,科学技术迅猛发展,一道又一道难题被相继攻克。在冲击地压防治领域,综合取代单一,连续代替间断,主动代替被动,将是一种必然趋势。
(1)在预测预报领域,将摈弃一些传统的、费时费力的、精度低的预测预报方法,采用高科技手段建立起一座集地球物理、采矿工艺、矿山地震监测、微地震监测、电磁辐射监测于一体的全方位、多功能、覆盖范围广的“立体监测平台”,给井下监测安上“电子眼”,在地面控制室内就能提前预测出将要发生的冲击地压的准确时间、地点和强度。