矿井开拓

2024-11-03

矿井开拓(共6篇)

矿井开拓 篇1

1 对矿井巷道分析

矿井的建设应以投资少、早生产、早见效为目的, 因此需要建立平巷—盲斜井联合开拓系统;对深部巷道, 围岩复杂, 需要建立完善的支护设施;此外对某些长距离巷道来说设置联络巷也有着十分重要的意义。

2 平巷—盲斜井联合开拓系统的应用

在确保少工程量、运输效率高、施工周期段、充分利用已有巷道, 根据重力运输原理, 提高开拓的高度, 采用平巷—盲斜井联合开拓系统。它的应用原理是在-200m煤层上方采用一中、二分段开拓的方式, 把副运输巷道和穿脉巷道联通, 形成循环的运输体系, 在上方几十米处施工一段平巷, 把原回风巷和盲斜井连接起来, 并在盲斜井内安装一台卷扬机, 行人、运输材料等都可通过。在矿体附近的主运输巷道处, 设计一条溜井, 在分段以上的矿石会卸入矿井内, 然后再从水平运输大巷由振动放矿机运送。

大量平巷—盲斜井联合开拓系统的成功应用表明;可行经济合理的技术方案对矿山的发展有着重要的意义。对生产工艺的简化起到积极的作用;运输、通风等通道的合并减少了人力资源的消耗, 方便了生产, 产生可观的经济效益。

3 支护设计方案的比较

当开采深度逐渐加大时, 围岩条件就会发生十分大的变化, 围岩塑性蠕变情况、软岩特性等变化明显。1) 在深部巷道刚要掘进时, 恰逢围岩的剧烈变形期, 由于受力过大, 顶底板移近量和两帮收敛量过大, 如果再按照传统的浅部大断面巷道支护 (U型钢拱形棚支护) 多采用上部锚杆与下部锚杆分次实施的话, 支护断面在交接处会出现薄弱面, 深部岩巷尤其在支护弱面十分的容易出现破坏;2) 浅部的一次锚喷支护设计与工艺已很难适应深部软岩的变形规律, 当围岩变形大时, 很容易出现喷层和围岩表层剥落, 锚杆失效, 失去控制围和理论研究, 改变了以往的锚喷支护工艺, 在大断面岩巷的全断面一次掘进的基础上, 提出采用伞断面的多莺复合复锚喷支护技术, 切实解决了深部岩巷支护的技术难题, 保证了深部巷道的安全施工, 巷道的后期维护工作量会大大的减少。

这种支护方案相对普通锚网支护是优点是:

1) 支护材料消耗量减少降低费用, 搬运路程减少, 工人的劳动强度随之降低, 减少人力的浪费, 提高了劳动效率;

2) 断面的设计不受空间的约束, 支护起来十分方便, 不易受围岩压力的破坏, 合理的尺寸使得维护也很方便;

3) 巷道压坏后由于不需大量人力的维护, 不会影响到采区主运输系统的正常工作, 能够正常、安全的进行生产;

4) 相交于U型钢拱形棚支护, 再回踩受到超前压力影响的时候, 便于大型设备的搬家移动;

5) 施工工艺很方便灵活, 可适时的有效的改变设计断面和支护参数, 符合回采期间对巷道断面设计的要求。

4 联络巷的设计及意义

《煤矿安全规程》第18条规定:井下每一个水平到上一个水平必须至少有两个便于行人的安全出口。因此要对矿井的巷道设计联络巷。首先, 联络巷可以为主暗斜井施工建立便利对条件, 而且可以为暗斜井胶带输送机安装、检修提供便利。其次, 水平长距离延伸开拓巷道应对通风系统进行完善, 随着水平延深巷道施工的开始, 开拓距离逐渐延长, 通风系统还没有完全形成, 长距离巷道开拓通风问题就成了主要的制约因素, 联络巷的恰当设置, 对联通进、回风巷道, 形成全负压的通风系统起着至关重要的作用。此外, 联络巷还可以充当临时调车场, 解决长距离巷道开拓工期间各种“堵车”问题。当开拓距离延长时, 永久大型提升绞车还不能正式使用, 提升距离受到限制。此时可设置联络巷, 作临时调车场, 这样只依靠调度绞车, 提运矸石、材料对长距离巷道开拓起到资源补给作用。另外, 在联络巷内设置临时中转水仓, 集中排水, 决绝开拓中的排水问题。

对联络巷的设置有以下原则:

4.1 通风安全原则, 《矿井通风与安全》的计算公式

通风安全原则, 《矿井通风与安全》的计算公式是:

其中各符号代表:

La-巷道通风长度, m (一般La取600-800m) ;

K-紊流扩散系数, 一般取值为1;

b-每kg炸药生成的CO量;

Cp-允许通风炮烟浓度, 一般取值为0.02%;

A-同时爆破炸药量, kg;

S-巷道断面, m2。

4.2 联络巷的位置设置一般与其上部提升绞车的容绳量相匹配

具体可根据下山开拓巷道的坡度、绞车安装位置与联络巷开门甩车场落平点间的高差, 绞车滚筒上的余绳长度等因素确定。

另外, 为了运输的便利, 减少对设备的占用, 要尽量减少联络巷两端甩车场落平点高差, 在水沟与巷道向干石出车方向最好设置小的坡度, 范围在千分之三到千分之五之间, 工人推车会轻松, 使水流也顺畅。

4.3 集中排水便利原则

在对联络巷进行设置时, 联络巷所在的位置 (底板高程) 与掘进迎头和原建排水设施的相对位置关系是考虑的一方面, 另外还要考虑联络巷中水泵的流量、扬程, 利用联络巷对水仓、泵房等进行设置是最好的措施, 这样辅助开拓工程量相对减少了, 便于多迎头的集中排水。

太长的联络巷会增加工作量, 太短的话对通车造成影响, 因此联络巷的长度适中即可。特殊巷道的固有联络巷在施工期间发挥着很重要的作用, 对一些不必要的巷道开拓有着指导意义。

5 结论

在煤炭开采与矿井设计时, 巷道开拓已成为必不可缺的一项内容, 我们从安全第一的角度, 尽量的降低生产成本, 加快生产速度, 不断的改进平巷开拓系统, 对支护方案也是不断的实时的设计开发, 总结一些宝贵的经验, 进行创新, 促进企业的发展。

摘要:提高矿业的开采水平已成为矿业发展的迫切需要, 各种巷道的开拓为构成矿井完整的生产系统奠定了坚实的基础。

关键词:开拓系统,支护设计,联络巷

参考文献

[1]田广耀, 王子宽.平巷-盲斜井联合开拓系统的应用[N].矿业快报.

[2]冯耀梃, 侯文斌.矿井开拓延伸方案的确定[J].山东煤炭科技, 2007 (5) .

[3]刘地生, 王伟.深部开拓巷道多重复合锚喷支护技术研究[J].煤炭工程, 2009 (5) .

[4]尹健生, 吴子振.使用平巷掘进机加速开拓工程[J].世界采矿快报.

[5]陈昌聪.提高平巷掘进速度的途径[J].西部探矿工程, 2002 (30) .

马脊梁矿井田开拓方式选择 篇2

关键词:煤矿,开拓方式,选择

一、矿区概述

(一) 矿井地理位置

马脊梁矿地处大同煤田的西北边缘, 隶属大同市南郊区及左云县两行政区管辖, 距左云县约35km, 距大同市约40km, 距同煤集团公司所在地新平旺35km。地理坐标东经:112°53'32″-113°00'16″, 北纬:39°58'26″-40°03'42″。本区西部为平缓丘陵地形, 东南部为低山区, 北部为十里河。地势南高北低, 黄土梁及“V”字形沟谷发育, 一般地形标高1300-1400m。井田周围有:海青沟矿、古店镇万家嘴矿、海司煤矿、贾家沟矿、代家沟5#井、甘沟煤矿、南庙煤矿。

(二) 井田地质特征

井田位于大同煤田北部属于黄土半掩盖区, 基岩多出露于沟谷两侧, 区内山坡上也有零星出露, 赋存的地层由老到新有:寒武系、石炭系、二迭系、第三系上新统N2、第四系。

本井田开采侏罗系大同组煤层, 该煤系含可采煤层11层, 即2#、3#、7#、8#、9#、10#、11-1#、11-2#、12#、14-2#、14-3#煤层。含煤系数8.2%, 可采含煤系数7%。其中2#、3#层已采空或者划给小煤窑开采, 7#~14-3#煤层归本井田。本井田主采7#, 11-2#, 14-2#, 14-3#四层煤, 其他均为零星赋存, 厚度均在0.8m以下, 均没有达到可采厚度。而其他系组都是含有少量煤炭, 含煤系数低大多为岩石, 不能开采。

本区位于大同向斜的北部之西翼, 该井田处于大同煤田主向斜轴的北翼, 总体上呈单斜构造, 其产状走向NW~SE, 倾向NE, 东北低西南高, 煤层倾角3~5°, 平均3°。井田东部5米以上断层没有发现, F4断层为3#小窑揭露, 井田西部115队所提报告列有8条断层。八条断层均为正断层, 倾角都较大, 均在75°以上, 落差基本在十米以上, 断层长度多为几百米, 较小。

马脊梁矿属水文地质条件简单的裂隙充水矿床, 除第四系冲积层孔隙及风化壳裂隙水, 水量较丰沛外, 其余地层岩石坚固结实, 仅为岩石裂隙含水, 水量较弱。

(三) 储量

马脊梁矿井田北东~南西长6.36km, 北西~南东宽2.78km, 面积18.1948km2。经估算, 矿井工业储量、矿井设计储量和矿井可采储量如下表。

单位:万吨

二、设计生产能力及服务年限

(一) 矿井工作制度

矿井设计年工作日为330天。作业方式为三个班生产, 一个班检修。每天净提升时间为16小时。

(二) 矿井设计生产能力确定

根据当地用煤需求, 结合煤层赋存条件, 可采储量、装备水平、资金来源等因素, 确定矿井生产能力为120万t/a。

(三) 同时生产水平数目确定

本井田可采煤层为11-2#煤层, 同时生产一个水平, 一个工作面可保证120万t/a。

(四) 矿井及水平服务年限确定

矿井及水平服务年限均按下式计算:

式中:T———服务年限;Z———可采储量, 万吨;A———设计生产能力, 120万吨;K———储量备用系数, 取1.4。则:矿井及水平服务年限T=6281.43903/120×1.4=37.4年。

三、井田开拓

(一) 矿井工业场地位置选择

根据矿井现状及目前交通运输、电力供应等外部环境, 工业场地布置在井田边界外的东北部, 面积185169㎡。

矿井工业广场选择在此地具有以下优点:整个场区布置功能分区明确、紧凑、协调, 满足工艺流程及场内外运输要求;交通路线短捷、畅通;有利生产、方便管理, 符合消防要求。且地势低, 地面开阔, 主副斜井集中布置, 开拓工程量少, 减少煤柱损失。

(二) 开拓方案确定

根据矿井工业场地及确定的开拓方式, 结合矿井规模、煤层赋存特征、井筒位置及矿井目前的实际情况, 本设计提出两个方案进行比较, 方案分述如下:

方案一:主副斜井带区开拓方式。

主井井口标高+1272m, 井底标高+1083.5m, 倾角16°, 斜长684m, 皮带提升, 仅做矿井的主提升。副斜井井口标高+1271.95m, 井底标高+1112.8m, 倾角20°, 斜长488m, 采用矿车双钩提升, 担负矿井运送设备、材料、人员并作为矿井的主要进风井口。

根据井田形状、煤层产状、开采技术条件和井口位置等具体条件, 井下设一组大巷, 即在井田中部沿煤层布置运输大巷, 沿煤层顶板布置回风大巷, 在煤层下部布置轨道大巷, 运输大巷和轨道大巷与主副斜井直接相连, 回风大巷和回风井采用石门相连。

矿井移交生产时, 采用中央分列式通风系统、抽出式通风方式。回风立井大致位于井田中央, 井口标高+1388.8m, 井底标高+1168.9m, 井筒垂深219.9m。净直径5m, 井筒内装备梯子间, 兼做矿井的安全出口。全矿井共划分6个带区, 矿井移交的首采区为401带区的东北部。

方案二:主斜井、副立井带区综合开拓方式。

主斜井井口标高+1272m, 井底标高+1083.5m, 倾角16°, 斜长684m, 皮带提升, 仅做矿井的主提升。副立井井口标高+1273.69m, 井底标高+1105.43m, 井筒垂深168.26m, 净直径5m, 采用单滚筒罐笼提升, 兼做矿井的进风井和安全出口。

根据井田形状、煤层产状、开采技术条件和井口位置等具体条件, 井下设一组大巷, 即在井田中部沿煤层布置运输大巷, 沿煤层顶板布置回风大巷, 在煤层下部布置轨道大巷, 运输大巷和轨道大巷与主副斜井直接相连, 回风大巷和回风井采用石门相连。

矿井移交生产时, 采用中央边界式通风系统、抽出式通风方式。回风立井大致位于井田中央, 井口标高+1388.8m, 井底标高+1168.9m, 井筒垂深219.9m。净直径5m, 井筒内装备梯子间, 兼做矿井的安全出口。全矿井共划分6个带区, 矿井移交的首采区为401带区的东北部。

3、开拓方案比较:

两种开拓方案的运输大巷, 回风大巷和轨道大巷均布置在煤层中, 为单水平开采, 巷道掘进技术, 施工管理, 巷道维护等技术上各优缺点相同。

方案一的副井采用斜井开拓方式, 虽然开拓工程量比方案二的副立井开拓工程量大, 但施工工艺、施工设备与工序比较简单, 掘进速度快, 井筒施工单价低, 初期投资少;地面工业建筑、井筒装备、井底车场及硐室都比较简单, 井筒延伸施工方便, 对生产干扰少;且此井田水文地质简单, 且煤层埋藏较浅。综合考虑, 斜井开拓方式优点突出。

综合以上所知, 方案一较优, 所以选择方案一的井田开拓方式。

(三) 井筒

1、井筒数目及用途

矿井移交生产及达到生产能力时, 共有三个井筒, 即主斜井、副斜井、回风立井。各井筒用途分述如下:

(1) 主斜井:负担全矿煤炭提升任务, 兼作矿井进风任务。

(2) 副斜井:担负矿井运送设备、材料、人员并作为矿井的主要进风井口及安全出口。

(3) 回风立井:负担全矿的回风, 及安全出口。

软岩矿井开拓巷道支护研究 篇3

1 开拓准备巷道支护遇到的问题

矿井建井初期,立井到底后,施工井底车场和主要运输巷、主要进、回风水平巷道时,由于开采深度深、井巷工程施工集中,平常的锚喷网支护、单一的架棚支护,根本不能支撑巷道周围的地压力,随着开采范围不断扩大,巷道系统日趋复杂,巷道只能前掘后修,修过再修,严重影响了矿井正常生产。

2 开拓准备巷道支护分析

“软岩”矿井工程支护是一个复杂的系统问题,必须从分析矿井地质条件入手,对矿井开拓延深方式、开拓准备巷道层位选择、巷道布局及巷道密度确定、巷道水治理、巷道支护方案、工程技术管理、工程质量管理等方面进行系统的研究,从而提出“软岩”工程的合理治理方案。通过对顾北矿区巷道破坏情况的调查研究,总结出了矿区“软岩”开拓准备巷道破坏的几种类型如下:

1)岩石膨胀破坏型。这种破坏形式多由矿井开拓方式、开拓准备巷道层位选择不合理造成。因顾北煤矿开采水平地层-645 m,位于9槽与11槽煤之间的泥岩、黏土岩、炭质泥岩、砂质黏土岩等都是一些膨胀性岩石。所施工的巷道在很短的时间内就出现大量巷道被压垮,底板膨胀鼓起,拱顶下沉,两帮收敛,发生较大变形,巷道几乎被压垮。经多次加强翻修后仍无法正常使用。

2)近距离巷道相互扰动破坏型。这种破坏类型是由于局部工程设计不合理,巷道密度过大而支护强度相对不足,造成近距离巷道交替破坏。如顾北煤矿-645 m水平井井底车场、泵房、泵房通道、泵房管子道、大巷、电机车修理间均为近距离布置,巷道施工,造成该区域岩层失稳,巷道难以支护。水平大巷之间的严重相互干扰造成该区域岩层失稳,对巷道轮番加强翻修,仍变形不止。

3)断层干扰破坏型。这种破坏类型是由于掘进面掘进过程中,顶板超前支承压力向巷道传播,巷道支护强度相对不足引起的。如顾北矿南翼轨道大巷,采用直墙半圆拱锚网喷锚梁支护,静压期巷道变形很少,基本保持完好。接近f92-3断层后,在动压的扰动下,巷道发生大变形破坏,影响工程正常施工,只得采取一些非常规施工方法进行施工,但进度缓慢,且过后短时期内巷道就变形严重,只得进行返修。

3 “软岩”矿井开拓准备工程治理对策

优化矿井开拓方式,合理选择开拓准备巷道布置层位。

1)矿井开拓工作对全矿井安全生产有着重大的影响,应从设计源头选择矿井合理开拓方式,避开支护难点层位。如顾北煤矿9槽与11槽煤之间,由泥岩、黏土岩、炭质泥岩、煤和砂岩组成。巷道底板多为炭质泥岩、泥岩及黏土岩等具有剧烈膨胀性的岩层,是矿井最差最难支护的层位之一。通过对矿井地质资料进行深入细致的分析,只要合理的布置层位,强膨胀层位不接触巷道底板,巷道尽量避开强膨胀层位,就能减少巷道的支护难度。

2)重视研究巷道密度对支护的影响。设计上应根据区域构造、巷道所处层位、节理裂隙发育情况、巷道性质等灵活确定局部巷道密度。遇有特殊情况,必须加大支护强度,确保巷道之间不发生干扰。如顾北煤矿在南翼轨道大巷和南翼回风大巷的巷道工程设计中,两巷之间的距离只有35 m时,两巷同时施工相互之间的干扰明显,经过修改设计,两巷之间的距离扩大到50 m时,两巷同时施工,相互之间的干扰明显的得到了控制。

3)在膨胀的岩层中布置巷道采取的措施。我们重点研究一下在膨胀的岩层中布置巷道应采取的措施,首先应尽最大可能避免在膨胀岩层中布置巷道,若必须布置应采用复合支护形式加强支护。施工时必须留有一定的卸压空间,允许巷道周边应力峰值向围岩深处转移,以减小二次支护受力。在二次支护后要及时封闭巷道周围岩层,要通过不同层位巷道的矿压观测数据的准确分析,合理确定二次支护的最佳时机,一定要在一次支护有序卸压后再及时进行二次加强支护。如顾北煤矿在南翼轨道大巷就布置在9槽与11槽煤之间,巷道周围多由泥岩、砂质泥岩、黏土岩、炭质泥岩、砂岩等组成。巷道底板多由砂质泥岩、泥岩及黏土岩锚、喷网支护后在一个月左右的时间里巷道严重变形,上压、底鼓两帮来劲严重且一般支护难以奏效,如图1所示。

我们经过长期摸索的施工经验和现场实测的结果表明,膨胀岩层中布置巷道,它对巷道的破坏是有规律的,也是可以治理的。经过观察与实测,膨胀岩石的变化和岩石本身受风水侵蚀的时间有着密切的关系。巷道的变形量随着时间的增加而逐渐加大,经过分析研究,我们认为风水侵蚀膨胀岩石和封闭风水侵蚀膨胀岩石的时间是使巷道破坏的两个重要原因。支护受力不均是使巷道破坏的另一个原因。针对上述原因我们采取的措施是:a.让膨胀岩石在巷道爆破后有一定的释放空间,爆破断面扩大100 mm~150 mm,架棚断面扩大50 mm~100 mm,架棚后用碎矸石充填,这样允许它扩大150 mm左右。b.及时封闭膨胀岩石,根据观察顶帮30 d可发生位移150 mm左右,只要在30 d内将膨胀岩石封闭住,以后的时间和巷道就能基本处于稳定。我们采取的封闭膨胀岩石的方法是金属棚内喷浆加先浅孔注浆,孔深0.6 m。注浆压力要求达到2 MPa再加深孔注浆,注浆孔深1.8 m。压力要求达到3.5 MPa。封水效果几乎可达100%。架、喷注后把壁后的松动矸石、金属棚和喷射混凝土有机连接在一起,形成强大的抗压体,把巷道稳定住。根据顾北矿施工队伍的月进度70 m~80 m,每月移2次~3次耙矸机,喷浆拱顶部紧跟迎头20 m,两帮部喷浆紧跟耙矸机。浅孔注浆止后喷浆10 m。这样完全有条件在30 d之内把膨胀岩石封闭住。

4)重视巷道底板的设计和底板水的治理,软岩巷道矿压显现的特点是四周来压,因此支护体不允许有薄弱点。开拓巷道破坏表现除墙体剪裂,两帮内敛,顶板下沉,显示压力外底板鼓起也是一项重要表现,治理膨胀型底鼓的措施可采取先释放后治理的方法,巷道底板膨胀岩石暴露后,让其施工废水在底板浸泡,然后断掉水源,进行打200 mm地砰注浆封闭施工巷道底板下的膨胀岩石。即在移耙矸机前任施工水留在巷道底板10 d~15 d,移耙矸机时让底板洼100 mm。移耙矸机后在耙矸机跟前挖一大水泱截断迎头所有水源,用风泵和管道排水,在距耙矸机100 m后,在不影响正常掘进的情况下进行铺永久轨道、打地砰、砌水沟和注浆工作。要点是做好供排水的管理,防止底板积水引发膨胀岩石膨胀。

4 安全经济技术效果明显

顾北煤矿通过对位于-648 m水平的9槽与11槽煤之间的泥岩、黏土岩、炭质泥岩、煤和薄砂岩等“软岩”开拓巷道破坏类型的深入研究,针对矿井的地质特点,因地制宜地确定了顾北煤矿开拓准备工程的综合治理对策,对巷道开拓延深工程的布置方式进行了大胆调整,改变了巷道“前掘后返”的被动局面,解决了长期困扰矿井安全生产的开拓巷道支护问题,取得了良好的综合效益,安全生产得到了保障,同时为顾北煤矿深部开拓准备工程软岩支护积累了宝贵经验。

参考文献

煤矿矿井开拓延伸与技术改造 篇4

煤矿矿井开拓延伸方式多种多样, 不同方法之间不会彼此干扰, 也不会干扰到煤矿矿井的正常生产。要想加快技术改造进程, 要针对新井筒和暗斜井采矿区域同时开展施工。通过这种方式, 能够大幅度减少技术改造时间。要想减少技术改造对矿井生产造成的影响, 针对那些采用斜井开拓的改造矿井, 应该将原本的风井以及副井转变为临时的主井, 而对过去的主井进行常规提升, 直到技术改造完毕之后再恢复原来主井, 避免干扰到正常生产。

科学的开拓延伸方式能够最大程度利用原有井巷工程以及设备, 选择科学的开拓延伸方式能够尽可能缩短改造周期, 减少改造费用, 达到减少工作成本的目的。在对管路、压风设施以及排水设施等进行技术改造时, 应尽量做到面面俱到, 使改造工作全面铺开[1]。在针对设备进行提升处理时, 应使用原绞车或者胶带输送机, 通过加大电机容量、加尾绳来加快设备运行速度, 同时还可以对电机的级数进行转变, 提升工作效率;要想有效调整不平衡系数, 可以适当增加缓冲煤仓的容量;要想促进斜井提升能力的增强, 可以通过增加胶带输送机的带速、密度以及皮带槽角等途径来实现。在利用原井巷工程过程中, 应用以上开拓方法新开了主井以及副井, 将过去的主井转变为副井, 或者将副井转变为主井, 能够促进主井提升能力以及副井提升能力的大幅度提高。最后, 还可以对过去的井筒实施原地改造, 有效提高其提升能力。

2 煤矿矿井开拓延伸方法探究

2.1 斜井开拓延伸

斜井开拓延伸方式一般沿着煤层斜井开展, 在建井过程中不会对矿井的正常生产造成干扰, 还可以在短时间内提供地质材料, 发挥及时补充的作用。斜井井筒所需机械设备以及施工技术均较简单易行, 施工设备的使用便捷, 建造斜井耗费的时间相对较少, 建设初期需要使用的资金数量小。应用斜井开拓延伸方法能够大大加快掘进速度, 延伸效果较明显, 此外, 皮带斜井的应用还可以较好地服务于大型煤矿, 延伸方便, 对矿井正常生产造成的干扰相对较小。

然而, 斜井开拓延伸方式也存在一定缺陷, 例如, 因为斜井井筒相对较长, 在深度条件相同的情况下, 实施斜井开拓延伸所需管线相对较长, 需要投入较多的人力物力资源进行施工。其次, 在使用绞车开展提升操作时, 其提升能力相对较弱, 会耗费较多的电量, 造成施工成本的激增。最后, 施工工作中, 部分斜井需要穿过表土层、流沙层或者含水层, 会导致施工难度增加, 如果将斜井布置于煤层中, 很容易受到开采振动的干扰, 造成煤柱损失, 不利于保障井下作业的安全性[2]。

2.2 立井开拓延伸

针对一些大型煤矿和中型煤矿, 立井开拓延伸方式的应用相对比较普遍, 这是因为立井开拓延伸方法的井筒相对较短, 具备较好的透风性及较快的提升速度, 提升能力相对较强, 井筒断面也较大, 能够尽可能满足最大风量, 减少井下作业的安全隐患。立井开拓延伸对于不同煤矿地质均适用。

2.3 综合开拓延伸

2.3.1 主斜井和副立井的结合

大型煤矿通常会将胶带斜井作为主井, 以求获得更好的经济性, 减少施工技术难度, 然而该方式的应用可能会干扰到副斜井的辅助效果, 造成井下通风不畅, 影响正常排水。针对这一现象, 我们可以将立井作为副井, 解决胶带斜井作为主井出现的一系列问题。通过这种方式不但能够提高可控制性, 还可以促进煤矿开采效率的大幅提升。

2.3.2 主立井和副斜井的结合

针对小型煤矿以及中型煤矿, 通常应用的开拓延伸方式是主立井和副斜井互相结合, 该方法所需主井的井筒相对较短, 具备较强的提升能力, 提升速度加快, 并且具备较好的通风性, 排水能力较好。此外, 应用该方式对井田深部开展副斜井挖掘时, 操作十分便捷, 能够大大减少资金投入, 促进施工成本以及工程量的同步减少。

2.3.3 主平硐副立井互相结合

该方式的应用仅需挖掘一条主平硐即可, 在实施该方式时, 可以将平硐、斜井和立井作为风井筒。针对瓦斯量较多的部分煤矿, 主平硐副立井互相结合的开拓延伸方式具有较好的适用性, 其主平硐的矿井通道相对较长, 具备较好的通风性。此外, 该方式应用的系统相对较简单, 其井筒较短, 立井具有较好的通风能力, 能够大大促进采煤工作效率的提高。

2.4 分区域的开拓延伸

分区域开拓延伸的形式多样, 但是具备一定的共同之处, 例如, 使用分区域开拓延伸方式可以针对那些瓦斯量多、开采深度深的矿井进行分区建设, 尽可能缩短施工时间, 实现分区域投产。其次, 该方式的使用能够减少占地面积, 降低资金使用量, 实现地面主要生产系统的有效统一, 减少压煤量。因此, 实施分区域开拓延伸可以大大提升设备能力, 促进生产管理的集中化, 提高工作效率, 保证井下作业的安全, 最大程度获取经济效益。

3 煤矿矿井开拓技术改造以及巷道布置改进途径

3.1 实施集中化的生产矿井管理

对煤矿矿井的井田范围进行持续调整和扩大, 或者实施井口合并处理, 可以从根本上改变煤矿矿区不同生产矿井的具体布置。提高矿井产量, 并实现良好的技术经济效果。我们应该针对生产矿井实施科学集中管理, 进而缩短施工生产战线, 减少巷道开拓数量以及工程维护工作量, 减少占地面积, 有效适应不断变化的矿井生产需要。

3.2 促进工作面长度选择的科学化

在进行煤矿矿井开拓工作和巷道布置工作时, 一般需要对工作面长度进行科学选择, 减少巷道工程量。通过这种方式能够促进回采工作面单产的提高, 同时实现煤矿采区集中生产。在具体工作中, 工作面长度的选择应该在综合考虑矿井具体条件以及生产时间的基础上进行, 并从长远角度考虑矿井的发展方向, 为煤矿矿井开拓工作和采区巷道布置工作的开展提供科学依据。

3.3 对采区巷道进行联合布置

在开采煤层群的过程中, 我们可以对煤矿的采区巷道进行联合布置, 促进煤矿储量的增加, 促进采区服务年限的增加, 并推动生产工作面数量的增多, 提升煤矿采区的实际生产能力, 达到减少矿井内同时生产煤矿采区数量的目的。

4 结语

随着采煤技术的日益发展进步, 大家对于煤矿生产的安全性越来越重视, 国家针对煤矿行业开展了大范围的整合工作, 我们必须要及时对矿井技术改造, 科学部署开拓延伸方式, 促进煤矿行业的持续健康发展。

参考文献

[1]方安炉, 等.新集矿区开拓部署改革探讨[J].煤炭工程, 2010, 14 (11) :47-48.

矿井开拓 篇5

1 传统锚喷支护工艺原理及其弊端

此前, 矿井在锚喷支护巷道施工中一直采用“打锚杆眼→安装锚杆→挂金属网→初喷→复喷成形”的传统支护工艺。为加强支护, 金属网一般采用φ16mm钢筋焊制而成, 喷层厚度设计为150mm。但这种工艺施工的巷道矿井深部高地压条件下对巷道支护质量的要求高, 巷道在竣工后不久, 就出现围岩破坏严重, 浆体开裂掉落现象, 威胁人身安全, 影响巷道使用。出现这种情况后, 主要补救措施是对巷道进行修护, 有些巷道则需重复维修来维持其服务期限。究其原因, 主要是因为这种支护工艺不能充分发挥锚喷的支护作用。在工艺安排上, 由于锚杆和金属网直接布置在爆破后凸凹不平的岩面上, 造成锚杆托板或金属网无法紧贴岩壁, 锚杆初锚力低, 不能有效地加固围岩。喷体内易留有空洞, 喷体与围岩不能紧密接触, 喷层厚且喷体在金属网的外侧, 造成喷体抗围岩变形能力差。巷道超挖部分需要多次喷浆找平至符合设计规格尺寸, 造成钢筋网以外局部喷层厚度远远大于设计值, 在高地压的作用下, 巷道稍有变形, 喷层即大面积开裂掉落, 威胁人身、设备的安全。安装完锚网后当班即时喷浆封闭, 锚网质量难以进行及时有效地检查监测, 且难以避免偷工减料现象。

2 锚喷支护新工艺

2.1 锚喷支护新工艺的施工工序

迎头观测中腰线→画巷道轮廓线、点眼位→打眼→装药、放炮→找顶、临时支护→出矸→初喷找平支护岩面→打锚杆眼→安装锚杆、挂金属网→锚杆螺母二次紧固→复喷→养护。

2.2 新工艺施工一般要求

第一, 加强光爆成型, 通过合理布置周边眼, 优化爆破参数, 实现光面爆破。第二, 爆破后, 及时进行初喷, 找平支护围岩面, 重点对凹处补平, 凸处少喷或不喷, 喷厚30~50mm, 确保喷层表面要平整圆滑, 无明显犄角, 接近设计毛断面尺寸。第三, 锚杆安装要严格按设计要求进行点眼钻孔、锚注、挂网、压托盘上螺母。减磨垫圈必须被挤压变形, 螺母扭矩不低于250N·m, 锚杆丝扣露出螺母10~40mm。第四, 金属网规格与锚杆间排距配套, 使长和宽为锚杆间、排距的整数倍加再加上100mm压茬宽度, 为便于运输和安装方便, 长×宽=2 500×900 (mm) 较为适宜, 网格100×100 (mm) , 确保相邻网压茬100mm且锚杆布置在网搭茬处, 以保证支护效果。第五, 严格执行班组验收制度, 复喷前必须对锚杆进行二次紧固, 螺母扭矩要达到250N·m, 安装后的所有锚杆、网必须经专人验收检查, 符合设计要求, 经施工责任人签字后方可复喷。第六, 复喷成巷距迎头不小于5m, 以利于锚网质量监测检查, 防止偷工减料现象发生。不大于30m, 以确保初喷层和复喷层之间黏结质量。复喷厚度30~50mm, 以覆盖网、锚杆托盘为宜, 以防锈蚀。喷浆总厚度不超过100mm。第七, 对锚杆施工质量实行动态检测, 根据实测数据及时调整支护参数, 破碎带和动压区应采取锚喷和锚索联合支护。第八, 支护材料的材质必须全部符合设计要求。

2.3 新工艺的支护特点

锚喷支护新工艺充分发挥和突显锚杆、钢筋网、砼喷层三种支护材料各自应该发挥的作用, 并形成有机整体, 从而使锚喷巷道支护质量得到了显著的提高。

第一, 有效提高了锚杆锚固围岩的作用, 由于在锚杆安装前进行了初喷, 找平了围岩面, 使断面形状趋于规则, 提高了锚网的施工安装质量, 尤其强化了锚杆安装质量, 从而提高锚固范围内围岩组合、压缩拱作用, 突出了利用围岩自身抗压能力进行支护的机理, 充分发挥了锚杆的支护作用。第二, 充分发挥了喷浆的主要作用。封闭围岩, 防止围岩风化。第三, 钢筋网的作用转变。由于钢筋网靠近了喷层表面, 原来同砼喷层联合起来进行支护的双重作用转变为以护帮护顶为主防止浆体脱落的作用, 避免了喷层开裂掉落造成的危害。第四, 砼喷层的作用转变, 由原来作为围岩支承体的作用转变为以覆盖封闭围岩防止围岩风化为主的作用。

3 应用效果

矿井开拓 篇6

关键词:矿井开拓,全风压,通风系统,可靠性评价

1 可靠性评价指标

最早用来评价通风系统安全可靠性的指标都是单一指标, 单一指标存在过度依赖专家经验、数据不确定性高、无法动态连续评价等缺陷[1]。要科学合理而准确地评价具有动态性、随机性以及复杂性的矿井通风系统, 就必须建立科学合理的评价体系。基于传统矿井通风与安全理论, 结合以人-机-环境为基础的现代系统工程理论, 构建科学、合理的通风系统评价体系, 从通风系统环境、通风设备及设施、人员以及管理体制等四个方面指标能够弥补以往评价方法的不足。矿井通风系统可靠性评价指标表如表1所示。通风系统环境是最重要的指标, 能够真实反映系统客观状态。设施的可靠性主要是指主要通风机、局部通风机、进回风大巷以及测量有关通风参数的仪器仪表。系统运行和管理制度、有关措施和实施等方面则是对管理体制的可靠性评价的主要因素。而人员的可靠性主要通过对职工素质、接受培训程度、职工工作责任心等方面来进行评价[2]。

根据经验值以及专家意见, 确定该体系指标总分为20分。20~16分 (含16分) 为十分可靠, 16~14分 (含14分) 为基本可靠, 14~10分 (不含10分) 为不可靠, 10分以下为极不可靠。

2 评价实例

中煤集团中天合创能源有限责任公司葫芦素矿井建设规模为13.0 Mt/a, 矿井设计服务年限90.0 a。该矿地处内蒙古自治区鄂尔多斯市境内, 行政区划隶属乌审旗和伊金霍洛旗。矿井开拓方式为立井开拓, 在工业场地内布置主、副、风井3个井筒。该矿煤层甲烷含量在0.00~0.12 m L/g·燃之间, 自然瓦斯成分中甲烷含量在0.00~12.62%之间, 矿井相对瓦斯涌出量0.78 m3/t, 绝对瓦斯涌出量为0.12 m3/min, 为瓦斯矿井。煤尘具有爆炸危险性。

该矿二期开拓工程由中煤五建公司承担施工。为了保证二期工程通风系统的正常运行, 利用矿方永久主要通风机MAF-3300/18601E (2000KW) 布置在风井井口, 构建主副井进风、风井回风的全风压通风系统。巷道施工期间, 供风的局部通风机布置在井下, 向各工作面供风。

井下共布置11个掘进工作面。其中西翼5个:2-1煤西翼回风大巷, 2-1煤西翼辅运大巷, 2-1煤西翼皮带大巷, 21204工作面副回风巷, 西翼上仓皮带巷;东翼6个:2-1煤东翼回风大巷, 2-1煤东翼皮带大巷, 21102工作面主运巷, 21102工作面辅运巷, 21103工作面主运巷, 21103工作面辅运巷。矿井总进风量为11 028 m3/min。

为反映矿井通风系统存在的问题并为调整通风系统提供依据, 从通风系统环境、通风设备及设施、人员以及管理体制等四个方面指标进行技术分析和比较, 从而反映该矿通风系统的可靠性程度。将测定及收集的各项参数汇总。葫芦素矿井通风系统可靠性评价指标汇总如表2所示。

该矿通风系统考核体系指标评价得分为14.31分, 系统属于基本可靠, 但需要对系统进行优化, 并对存在的问题进行整改。

3 系统问题及优化策略

根据上述指标可知, 葫芦素矿井系统需要优化, 以使系统的可靠性更加合理、科学、安全。

(1) 该系统回风段阻力过大, 即最大阻力线路回风段阻力与总阻力的百分比过大。必须对巷道及有关设备设施进行调整, 减小关键线路的通风阻力。

(2) 个别综掘工作面通风距离过长, 工作面风量过小, 风速过低, 导致工作面气温过高。必须对存在问题的综掘工作面更换局部通风机或降低风筒局部及沿程阻力, 保证工作面温度降到26℃以下。

(3) 主要通风机运行效率不高, 输出功率与输入功率之比较低, 需要对主要通风机进行调整以提高运行效率。

(4) 局部通风机达标率不高, 需要对所有局部通风机按照规定的周期进行检修, 淘汰及更换不达标的局部通风机, 保证掘进工作面局部通风的正常进行。

(5) 矿井通风设施总数过多, 导致开拓期间提升运输效率下降, 通风系统效率不高。要开掘通风措施巷道, 构筑风桥等通风措施, 减少风门、密闭等导致漏风率上升的通风设施。

(6) 由于基本建设行业的条件艰苦, 人员流动性过大, 导致人员素质不高。所以必须采取信息化、智能化等多种形式加强从业人员素质及安全技术培训, 以不断提高人员的整体素质[3,4,5]。

(7) 通风网络分布情况呈动态化。要根据矿井生产布局的变化, 实时对通风系统进行调整, 以便优化、完善系统所固有的功能, 提高系统的抗灾能力。

4 结语

在传统矿井通风可靠性评价的基础上, 引入了事故致因理论及人-机-环境工程理论, 并对评价指标体系进行了现场实际应用, 能够全面、系统地反映矿井通风系统的实际现状。

通过对存在的问题进行分析, 矿井通风系统完善, 主要通风机及局部通风机运行工况符合经济性及安全性的要求。

参考文献

[1]陆韬.矿井通风系统可靠性评价方法及其发展趋势[J].煤矿开采, 2010, 8 (4) :1-3.

[2]马红伟, 陆刚, 丁兆国.矿井通风系统可靠性评价模型研究[J].煤炭技术, 2008, (9) :69-71.

[3]李栋, 李嘉宝.矿井通风系统可靠性分析及管理对策[J].山东煤炭科技, 2009, 8 (3) :173-174.

[4]陈运, 张徐.试论煤矿安全培训的信息化[J].能源技术与管理, 2005, 12 (6) :32-34.

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