安全快速施工

安全快速施工（通用10篇）

安全快速施工 篇1

摘要：15#煤三盘区轨道巷掘进至408米处时, 顶板以28°坡上坡, 底板稳定无变化, 15#煤层厚度随着顶板上升增厚, 采用分层沿顶板掘进16米后, 顶板由28°上坡变为水平, 煤层厚度达到3米, 底板向上6米为全岩, 巷道高度达到9米。通过四种过构造方案对比最终选择最优过构造方案, 快速通过构造区。

关键词：挑顶法,起底法,强行通过法,避让法,选择

0 引言

寺河二号井15# 煤三盘区轨道巷掘进至408 米处时, 顶板以28°坡上坡, 底板稳定无变化, 15# 煤层厚度随着顶板上升增厚, 采用分层掘进16 米后, 顶板变为正常水平顶板, 此时巷道高度达9 米, 底板向上6 米为岩石, 3 米为煤层。在此情况下, 如何使掘进机组快速通过构造区进入上分层正常煤层称为关键。本文通过各种方案对比优化实现综掘机组安全快速通过构造区。

1 工作面概况

寺河二号井15# 煤三盘区轨道巷概况:巷道岩性半煤岩巷, 平均煤厚2.0 米, 巷道沿煤层顶板布置, 毛高2.4 米, 毛宽5.6 米。

15# 煤三盘区轨道巷掘进至380 米处遇构造, 经地质部门分析断层性质为正断层, 落差为2.1 米, 掌面揭露断层面后, 经分析决定倒机18 米扫底8°坡通过断层下盘, 掘进28 米后, 顶板以28°坡上坡, 底板稳定无变化, 15# 煤层厚度随着顶板上升增厚, 经分析决定分层掘进施工, 下分层机掘施工, 上分层炮掘施工沿煤层顶板掘进, 采用分层沿顶板掘进16 米后, 顶板由28°上坡变为水平, 煤层厚度达到3 米, 底板向上6 米为全岩, 巷道高度达到9 米。经地质部门分析, 该处已通过构造区, 继续掘进期间煤层情况正常, 掘进施工面临最大问题是如何将综掘机快速掘进至上层煤层正常巷道。经相关技术人员现场调研, 并且结合15# 煤盘区进风巷构造特点, 提出了四种施工方案如下。

2 方案的优化对比

2.1 方案一挑顶法施工

从380 米开始遇断层处开始挑顶掘进, 预计挑顶长度为28 米, 预计挑顶高度为3 米, 采用挑顶板掘进施工方法, 挑落顶板矸石做为充填材料充填下方已掘巷道, 预计施工岩巷长度为30 米。此施工方法优点:原巷道底板提高3 米左右, 原巷道顶板高度降低至6 米, 后续过掘进机时提前进行起底施工即可正常开至上分层煤层巷道内。此施工方法缺点:施工难度大, 效率低, 需搭架登高进行打眼放炮施工, 安全管理难度大, 易造成顶板事故, 安全管理难度大。施工工期长, 预计施工工期至少20 天。

2.2 方案二起底法施工

从现在的掘进工作面掌面按10°坡倒退起底施工。详见图1 方案二。此施工方法优点:此施工方法施工工艺简单, 避免了搭架登高作业, 有利于安全管理。此施工方法缺点:巷道原高度为9 米, 起底后将继续增加巷道高度, 最高处达10 米左右, 易造成片帮施工, 顶板管理难度大。人工出矸场工作量大, 预计施工工期为15 天。

2.3 方案三强行通过法施工

从380 米开始遇断层处沿煤层底板施工巷道, 施工至28 米处利用钻探设备确定煤层位置, 按照设计坡度挂腰线掘进施工至正常煤层巷道。详见图1 方案三。

此施工方法优点:施工工艺简单, 可靠性高。

此施工方法缺点:需施工岩巷, 工程量预计为50 米, 已掘巷道和现掘巷道存在夹层, 厚约为4 米, 现掘巷道顶板控制存在安全隐患。次方法施工预计工期为30 天。

2.4 方案四避让法施工

我矿三盘区回风巷已掘进, 回风巷和轨道巷平行布置, 间距60 米, 若在回风巷430 米处垂直方向向轨道巷掘进60 米长的联络巷, 然后采用反掘施工和原巷道掌面贯通。随后铺皮带起底降低坡度即可。预计施工工期为20 天, 详见图1 方案四。

此施工方法优点:避免了岩巷施工, 缩短了施工工期;全部为正常巷道施工, 施工工艺成熟可靠。

此施工方法缺点:增加一次掘进工作面搬家安装, 预计搬家需3—5 天。

通过上述四种方案的优劣对比, 方案四明显优于其他三种方案。

3 方案四实施后效果

(1) 三盘区轨道巷工作面搬家倒面用实际用时4 天。

(2) 掘进联络巷和反掘三盘区轨道巷和原掌面贯通用时12 天时间。

(3) 恢复三盘区轨道出煤系统, 起底随破至工作面正常掘进用时3 天。

共计通过构造区用时19 天时间。并多掘进三盘区轨道巷反掘段60 米。

4 推广应用情况

本文成功利用已掘巷道, 通过施工联络巷反掘巷道和原巷道贯通成功避让过构造, 避免了采用强行通过法的诸多弊端, 为其它掘进施工过构造提供参考价值。

5 结论

(1) 探索出掘进工作面采用避让构造快速通过的新方法。

(2) 通过现场实践证明, 此种方法可以快速安全的通过构造区, 并最大程度降低施工安全管理难度。

煤矿施工中快速掘进技术的探讨 篇2

关键词掘进技术;施工;管理工作;问题;安全技术

中图分类号U45文献标识码A文章编号1673-9671-(2010)062-0054-01

1目前在掘进方面存在问题

在多年从事煤矿技术管理工作中发现,炮掘作为传统的掘进方式,现已经被广泛采用,并发展到较高的水平,但由于炮掘迎头落煤(岩)、出煤(矸)方式、施工装备相对落后,掘进速度慢;工效低,在很大程度上制约了掘进速度的进一步提高。尤其是随着矿井开采逐步向下延伸,地压增大,条件恶化,采掘衔接矛盾日趋突出,极大地影响了矿井掘进效能的发挥。

2方案内容分析研究

2.1技术管理中存在的问题

首先,从优化掘进工艺,掌握分析掘进作业方式的现状入手,在对煤矿掘进工作面循环工序调查和有关工序进行测试的基础上,分析煤矿在日常掘进中技术管理中的问题和不足:1)迎头没有风压、水压表;2)安装风、水管时间长,效果差,易堵塞,影响凿岩机、锚杆机正常使用;3)迎头风、水管路较乱,耙斗装岩机作业环境差,效率低,装岩持续时间长,安全隐患大;4)锚杆外露较长,角度不规范,锚杆预紧力个别达不到标准;5)装药放炮时间长,没有实行全断面一次性爆破,光面爆破效果差;6)循环进尺低,工作效率低,影响单进水平。

2.2分析主要矛盾缩短循环时间

巷道掘进的主要矛盾分布于打眼、通风、支护、装岩运输等施工过程。由于掘进方式和围岩赋存条件的不同,掘进循环作业的主要矛盾不尽相同。在综合机械化煤巷掘进施工中,掘进循环中的主要矛盾集中在巷道支护上;炮掘工作面为迎头装货;岩巷掘进主要矛盾表现为钻眼爆破;随着开采深度的增加,深部软岩支护是影响快速掘进的主要矛盾。可见,随着围岩硬度和运输方式的不同,循环作业的主要矛盾在打眼和装岩运输两道工序上。通过提高技术装备水平、改进支护工艺等措施以缩短爆破、支护和出货运输时间。具体措施有:1)采用风煤钻代替煤电钻进行打眼爆破,推广新型气扳机和锚杆钻机的使用,淘汰落后设备;2)积极研究探索以锚索支护为主导作用的支护方式,同时增加帮锚索,改善巷道的支护状况,减少成巷后再维修的工作量,降低巷道返修率,保证支护工序的顺利进行,缩短正规循环时间,进一步提高工作效率。

2.3搞好现场施工组织

掘进施工现场施工特点是作业人员多,施工工序多,作业空间和时间有限,必须做到合理组织,精细施工,要充分利用作业时间,合理安排施工工序,是提高掘进速度最有效的途径。为减少互相影响,以掘进落煤(矸)和顶板支护为主要施工工序,其他工序均在该时间段交叉平行作业,重点做好以下几方面工作:1)解决好上下班交接,确保实行正规循环,通过正规循环作业能够使作业人员在工作中明确各自的作业内容、作业时间、工作量等。2)根据现场施工条件,通过分析类似工程实际,制定出切实可行的施工工艺和正规循环图表,并根据施工要求,安排合理施工人数,在保证安全的前提下,尽可能组织多工序平行作业。3)在劳动组织上,细化岗位分工,建议采用“三八”工作制,班内各岗位均明确固定人员,工作内容、工作量及质量要求,一般情况下不更换,按照工序和循环要求完成自己的工作,从而使人员分工专业化,井然有序,忙而不乱,最大程度的发挥机械和人工效率。通过发现掘进技术管理中存在的薄弱环节,重点查找风水电供应、工程质量、现场管理、支护设计上存在的问题,对照标准找差距,比照先进找不足。同时,有针对性地攻关,制定改进措施,合理安排施工工序,改进生产组织,优化缩短循环时间,提高正规循环率,能够提高工序环节的施工质量和巷道掘进的单进水平。

2.4搞好辅助系统的优化配套

要想提高掘进效率,除对生产系统各工序、工艺进行优化外,还需要对辅助生产系统进行优化配套与提高。通过完善风、水、电管理工作,为保证正常供风、供水,配备合适的移动式空压机,更换不适宜的管路,改善掘进工作面作业环境,配备高效对旋局部通风机,提高工作面风量。优化供电系统,实现采掘供电分开,降低停电跳闸事故,提高开机率,有效地保证掘进正规循环率的提高。

2.5提高装备水平

为进一步有效缩短工序时间,在现有技术水平条件下要提高掘进队机具配备数量,实现多台机具平行作业,同时完善风、水、电供应系统,为提高单进水平创造有利条件。选用新型运输配套设备,实现连续排矸,提高外运矸石效率,缩短或取消调车时间等。

3推广使用全断面光爆和深孔爆破技术

现场通过调查统计发现,岩巷掘进施工如果分多次爆破打眼,用时约占总循环时间的60%～70%,甚至更多,但如果实行全断面一次爆破,打眼占总循环时间可降低到40%～50%以下。实行光爆技术,可以减少巷道超挖量,矸石外运量,支护材料的消耗也會得到降低。因此,在岩巷掘进工作中,根据自身实际情况和现有条件要积极推广全断面光面爆破,一次成巷技术,并通过优化爆破参数,争取获得满意的光爆效果,提高爆破效率。

4推广应用综合机械化掘进技术

通过提高装备水平、提高技术含量,在企业中促进高产高效掘进队建设。自2009年5月起,丰龙公司首先在-900m水平的轨道石门使用岩巷综合机械化掘进技术并试掘取得成功后,接着在-900胶带石门也使用了岩巷综掘机。最高单月进尺达234米(断面14.5平方米,岩石硬度为6～8)。经过1年来的实践应用,技术日益成熟,并积累了宝贵经验。特别是在掘进中出现断层破碎带和岩石硬度增大,综掘机设备出现故障面临重大考验时,组织技术力量从破岩、运输、支护、维修等方面不断总结经验教训,制定切实可行的技术措施,使综掘技术成为矿区提高掘进水平的重要手段。适应煤矿快速发展形势,通过优化煤矿掘进工艺、精细施工组织管理,大胆开展技术探索实践和规范煤矿操作技术,极大地促进了矿区煤矿掘进技术的全面提升和高产高效矿井建设。

5安全管理新技术

抓好安全生产是搞好各项工作的前提和基础,更是实现科学发展重中之重的任务。矿井立足实际深入研究和探索,系统创新总结了适应本矿井的安全管理技术措施:1)安全思想定位。深刻认识安全工作的长期性、艰巨性、复杂性和极端重要性,树立“最大的隐患就是思想隐患”的理念,深刻认识安全生产永无止境,坚定“事故可防、可治、可以避免”的信心,始终把安全工作放到先于一切、高于一切、重于一切,没有安全就没有一切的位置,加强“五个要有”的管理,立足“超前思维,超前管理,超前落实”的“三超前”,强化安全责任落实,保证安全管理绩效。2)设计定置图。采用种类有区域范围定置图、各作业区定置图和岗位(地点)定置图。它作为作业规程、措施的一项内容同时编制,并对新辨识的定置内容及时补充。同时,在各定置点或定置区主要位置悬挂标示标志,其内容与设计定置图一致。3)物的“五定”管理。即按照设计定置图的要求,将生产现场所有设备、器材和工具等物品进行分类、搬、转、调整并予定位。确定出放置位置和适当数量,制定放置的安全管理标准、制度和放置期限,并确定出负责管理责任人员,落实专人按照制度标准定期或不定期检查确认。并做到挂牌标识,现场公示。4)具体人的“六定”管理。即将作业现场管理范围划分为相对独立作业片区,各个片区根据作业岗位定置出作业人员,每个作业人员定出工作岗位,明确岗位责任制度,限定各个工作人员和岗点的工作量,并规定各个时间段人员和岗点的流动变化情况。建立和完善现场作业安全保护区和人员休息安全区。5)危险源和安全隐患的“五 定”处理。即对危险源实行“定高素质辨识人员、定控制标准、定控制时间、定检查确认人和定防止发生事故措施”的“五定”管理。对于安全隐患实行“定整改责任人、定整改标准、定整改完成时间、定检查确认人和定防止重复发生措施”的“五定”管理。6)安全定置管理采取图、表、牌、板、栏、线等方法进行标识和控制。各类定置标识以矿安全文化标识为参照,规定分类颜色标准。7)联锁制。为保证安全定置管理的实效性,采取链式闭环联锁制度,形成纵横交错、全覆盖无缝隙的确认体系。即每项安全定置管理措施都有实施和监督落实两部分完成,两者之间要设计成联锁关系。8)点检卡。将安全定置管理重要内容列成提纲式要领,编制成卡片由定置岗位人员负责在现场逐项检查划号,确认完好后签字将卡片交由片区安全负责人确认签字,双方确认完成后方可开始工作。它是定置管理表和链式闭环联锁制度的综合运用。

6生产新技术

加强人才管理,提升矿井安撤队伍创新发展实力,通过生产技术创新研究和探索,取得了相当多的实用新技术成果。快速掘进技术通过对掘支运三大工序的优化及工序间的合理配置,进一步合理利用工时,提高掘进效率,彻底缓解了采掘接替的矛盾,取得显著的经济效益和社会效益。

7结束语

安全快速施工 篇3

1.1 井筒工程概况

会泽铅锌矿3#竖井掘砌工程为云南驰宏锌锗矿业有限公司会泽矿业分公司深部资源接替工程的主要工程。井筒永久提升系统设计为箕斗、罐笼混合提升方式,3#竖井包括井筒、马头门、箕斗装载硐室、箕斗卸载硐室、装卸矿仓、井底粉矿回收系统及水仓等[2]。3#竖井井中坐标:X=2 947 562.5、Y=35 370 524.5;井筒净直径Φ=6.5m;井颈段91m为厚300mm+700mm、C30级双层钢筋混凝土井壁;井筒正常为C30级、400mm厚混凝土井壁;井口高程+2 380m、井底高程+854m、井深1 526m,是目前我国一次性掘砌最深的竖井。

1.2+1 810m箕斗卸载硐室设计概况及掘砌工程量

箕斗卸载硐室净底板高程+1 810m、净顶板高程+1 821m;硐室由上而下分为上部硐室、下硐室两个部分;附属工程有卸矿道、液压站、人行绕道等。上、下部硐室均为半圆拱断面,净宽9m、上部硐室净高4m、下部硐室净高7m、总高度11m;上部硐室净深(横向长度)2.5m、下部硐室净深(横向长度)4.25m;硐室采用500mm厚、C30级钢纤维混凝土永久支护,临时支护为Φ22锚杆、金属网、喷100mm混凝土[3]。硐室掘砌工程量见表1,硐室设计见图1。

1.3 箕斗卸载硐室水文地质条件

根据提供的3#竖井井筒工勘资料,+1810m卸载硐室处围岩为浅灰色、红褐色细晶白云岩,夹破碎岩化泥微晶白云岩,节理发育,局部节理面见硅化物质,局部见白色石英脉、局部见小孔,岩心呈长柱状、短柱状、块状及碎块状。依据硐室顶板以上30m段井筒揭露围岩情况推断,本段围岩节理、裂隙较发育,没有涌水现象,岩石可爆性较差,围岩总体稳定性较好[4]。

2 施工方案与施工程序

2.1 施工方案

常规的竖井箕斗硐室施工基本采取“待硐室段井筒掘进、临时支护后从硐室底板由下向上分段掘进并与井筒同时立模浇灌混凝土,即上行式施工方案”[5]。常规施工方案主要存在箕斗硐室段井筒临时支护投入大、质量要求高、箕斗硐室分段掘砌过程中多次重复临时支护,造成临时支护成本高;掘砌工序频繁转换;井筒整体液压金属模板的刃角反复拆装;多次分层掘进造成顶板安全管理困难等缺陷。

会泽3#竖井箕斗卸载硐室段围岩稳定,施工条件较好,能够实现在同等条件下比常规施工方案更加安全、快速、低耗的施工目标。而实现目标的前提是改变常规施工方案、简化临时支护工序、减少工序转换。为此,经过多次分析、研讨、比较之后确定采用“硐室段井筒掘进后上行式掘进硐室,硐室掘进爆破的废碴充填井筒,最后从硐室顶板开始分段下行式与井筒同时排碴、立模浇灌混凝土”施工方案。该施工方案与常规方案的本质区别为:利用硐室掘进废碴充填硐室段井筒,克服了井筒塌帮等安全威胁,省略了硐室掘进临时支护;从硐室顶板开始向下分段排碴浇灌混凝土减少了工序转换,节省了整体液压模板刃角拆除和安装时间。

2.2 施工程序

上述方案施工程序叙述如下。

(1)井筒自上而下掘进、砌壁到硐室净顶板以上500～1 000mm后,即进入硐室及硐室段井筒施工阶段。

(2)由上向下掘进井筒到硐室底板以下500mm位置,并采用锚网临时支护;在掘进硐室段井筒过程中将硐室掘进轮廓线内炮眼打好,上部硐室段眼深3.5m、下部硐室段眼深4m(不进行爆破)。

(3)硐室段井筒掘进结束后由下向上按3m一段对硐室进行分层爆破到上室顶板,爆破后碴石充填硐室段井筒。

(4)爆破结束后,排上部硐室及井筒碴石到上部硐室底板,排碴过程中同时对上部硐室进行锚网临时支护。

(5)立上部硐室模板和井筒整体液压模板,浇灌上部硐室及井筒混凝土。

(6)上部硐室及井筒混凝土施工完成后,继续向下排碴并将下部硐室剩余部分炮眼打好,眼深4m(不进行爆破),排碴到下部硐室底板后由下向上分层爆破下部硐室剩余部分,炮后废碴充填井筒及下部硐室空间。

(7)排硐室及井筒内多余废碴,并对下部硐室进行锚网临时支护;立下部硐室模板和井筒整体液压模板,浇灌下部硐室及井筒混凝土。

(8)重复步骤(7)将下部硐室施工完毕。

以上施工方案及实施步骤见图2施工步骤示意图。

3 施工方法

3.1 硐室段井筒掘进及临时支护施工方法

(1)掘进。硐室段井筒13.5m掘进方法与正常段井筒相同,采用YSJZ4.8型液压伞钻打眼,配5.5m钎杆、直径52mm柱齿状合金钻头,炮眼深度5～5.2m,炮眼呈同心圆布置。直眼掏槽,眼深5.3m、槽眼圈径1.4m、眼距500mm。周边眼间距600mm、眼深5～5.1 m,最小抵抗线550mm。崩落眼间距750～850mm、眼深5～5.2m。采用岩石型乳化炸药,药卷规格Φ48mm×400mm、装药量2.6～2.8kg/m3、非电毫秒延期雷管、连续反向装药结构、稳车吊挂爆破母线、电磁导爆雷管引爆、起爆器在井口20m外,循环进尺4.4～4.6m。

(2)装岩、排碴。井筒装岩采用HZ-0.6中心回转抓岩机配0.4m3抓头、装5m3吊桶,MWY6/0.3型挖掘机辅助装碴及清底。

(3)井筒临时支护及硐室打眼。井筒装岩过程中当井帮暴露1.6～2m时,对井帮打锚杆眼,安装长2m管缝式锚杆,锚杆间排距800mm×800mm;挂1 00mm×100mm、Φ6钢筋网,画出硐室与井筒连接处断面轮廓线,用YT-28风钻配Φ22B中空六角钢钻杆、Φ40mm钻头打硐室掘进炮眼;上部硐室眼深3.5m,下部硐室眼深4m,周边眼间距500mm,其他眼间排距700mm×700 mm。打眼结束时用高压风、水清理炮孔,再用圆木楔将眼口塞紧(不要爆破)。

3.2 上部硐室掘进施工方法

硐室段井筒掘进及临时支护施工完成后掘进硐室,具体方法如下。

(1)掘进。利用井筒掘进时打好的炮眼从下部硐室底板向上,分3m一层装药爆破,全断面总高11.5m分4次爆破完成。采用岩石型乳化炸药,药卷规格Φ32mm×200mm、装药量2.4～2.6kg/m3、非电毫秒延期雷管、连续反向装药结构、电磁导爆雷管引爆、起爆器在井口20m外,上部硐室一次爆破掘进到位、下部硐室进尺4.5m,见图3。

(2)装岩、排碴。根据计算3-3断面全部爆破后产生碴石830m3,硐室底板以上9.5m井筒空间能容纳碴石570m3,因此下部两个分层爆破不需要排碴,上部两个分层爆破后需排碴260m3。井筒装岩采用HZ-0.6中心回转抓岩机配0.4m3抓头、装5m3吊桶,MWY6/0.3型挖掘机辅助装碴。

3.3 上部硐室支护施工方法

(1)临时支护。由下向上分层爆破结束后将井筒内碴石排到距上部混凝土井壁以下4m (井筒大模板高度),排碴过程中对上部硐室顶帮进行打锚杆眼、安装树脂锚杆、挂网、喷射混凝土。设计要求该层锚网是硐室永久支护的一部分,支护形式为:Φ22螺纹钢锚杆,锚深2.8m,间排距1 000mm×1 000mm;Φ6钢筋网,网孔距150mm×150mm;喷C25级100mm厚混凝土。为了使锚杆既能起到锚固围岩又能起到吊挂混凝土作用,将锚杆加长0.4m,满足设计锚固深度2.8m后外露0.4m,浇灌混凝土前用钢管将锚杆的外露部分做成弯钩(起到吊挂混凝土作用)。用YT-28气腿式风钻打锚杆眼,眼深2.8m;打眼结束后用高压风水清孔。用风动锚杆机或气腿式风钻拆除冲击机构后代替锚杆搅拌机安装锚杆;清孔后向孔内送入树脂药包,为了克服顶部锚杆孔装药包困难,可采取将多节树脂药包用薄竹片绑扎在一起方法装入锚杆孔,孔内装满树脂药卷再插入锚杆,连接锚杆机安装锚杆,安装锚杆时搅拌时间不得小于30s。拱部锚网施工结束后喷混凝土,喷混凝土时喷浆机放在井底碴面,喷料在地面按配合比用搅拌机加工后装4m3底卸式吊桶运送到井下,喷浆方法按常规要求执行。

(2)永久支护。上部硐室临时支护施工结束后,找平井筒及硐室碴面,立井筒、硐室模板浇灌混凝土。

立模:井筒采用整体液压模板,立模时将液压模板下放到已经找平的碴面,再按井筒中心线找平、找正、加固液压模板。硐室立模采用[16b槽钢拱架、150cm×20cm×5cm土建钢模板,硐室与井筒相贯线部分采用木模板,硐室内采用特制快速组装脚手架。硐室立模时首先在工作面组装脚手架,安装[16b槽钢拱架,并按硐室中心线及高程点找正、加固拱架;拱架安装后摆放拱部、侧墙、山墙钢模板。

浇灌混凝土:设计为C30级500mm厚(井筒450mm厚)钢纤维混凝土,混凝土在井口搅拌站按试验室提供的配合比加工后,装4m3底卸式吊桶提升到吊盘,通过溜槽下放、分层入模,按操作规范振捣。

3.4 下部硐室剩余部分掘进、装岩排碴、临时支护施工方法

上部硐室及其连接段井筒混凝土浇灌完成后,排下部硐室第一次掘进的碴石,装岩排碴过程中将下部硐室剩余部分炮眼打好,眼深4m;清洗炮眼后用木塞封孔。下部硐室第一次排碴后,由下向上分两段爆破掘进下部硐室的剩余部分;爆破后根据井筒液压模板高度要求排碴和临时支护。

排碴及临时支护(该层锚网喷支护设计要求是永久支护的组成部分)方法同上。

3.5 下部硐室及绕道永久支护施工方法

绕道模板加工:绕道墙部加工成分段组装式模板,拱部采用60×60等边角钢骨架、4mm厚钢板,分段加工成半圆体与墙部模板连接。下部硐室、绕道及硐室段井筒立模、浇灌混凝土施工方法与上部硐室施工方法相同。

4 安全技术措施和工艺要求

4.1 安全技术措施

(1)井筒装岩排碴时下层吊盘必须在硐室顶板以上已经浇灌好井壁的井筒内。

(2)硐室施工过程中吊盘升降频换,每次吊盘升降结束后必须通知提升机房、井口信号工。

(3)放炮前吊盘提升距离不得小于30m。

(4)每小班工作时间内必须设专人观察硐室、井筒临时支护情况,发现有锚杆松动、钢筋网拉断弯曲、顶帮掉碴等异常情况时,及时汇报处理。

(5)硐室施工时脚手大板厚度不得小于60mm,严格使用损伤、腐坏木材加工脚手大板。

(6)拆除硐室拱架、模板、脚手架钢管时要分类堆放。长材料装吊桶时设专人捆绑,不得影响卸力钩头自由旋转。拱架用Φ16mm钢丝绳绳扣挂提升机钩头单独提升。

(7)硐室掘进断面107.2m2、硐室宽度大于井筒直径,造成需要浇灌混凝土的井壁只有三分之一,为了防止井壁浇灌混凝土时发生跑模、胀模,在模板找线结束后、浇灌混凝土前要用4吋钢管沿液压模板周圈按2m弧长安装支撑,上下各一层。

(8)施工前现场工程技术人员要认真计算硐室模板拱架间距与快速组装脚手架之间相对关系,确保拱架断面位置有脚手架支撑;拱架立好后从侧墙到拱顶要用60mm×60mm方木打撑子,撑子间距不得大于1.5m。

(9)浇灌混凝土时必须分层对称入模,按操作规范振捣。

(10)加工钢纤维混凝土时,要先将钢纤维、碎石、砂子投入搅拌机干拌30s,使钢纤维均匀分散在粗细骨料中,投入水泥后按水灰比规定水量的2/3搅加水拌30s,再加入剩余水量搅拌3min。

(11)实行光面爆破,炮后围岩表面眼痕率不少于50%,超挖不大于150mm,欠挖局部不超过50mm。

(12)硐室中心线、顶底高程基准点由专业测量人员测量后固定在硐室净顶板以上2m处井壁上。

4.2 工艺要求[6]

(1)锚杆孔间排距偏差<±100mm、锚固长度偏差<±50mm、锚固力>80kN。

(2)井筒立模半径不小于设计、不大于设计40mm。

(3)硐室中线至两帮距离不小于设计、不大于设计50mm。

(4)井筒壁厚450～550mm,硐室支护厚度500～600mm。

(5)接茬严密、平顺。观感无明显接茬痕迹。

(6)混凝土表面光滑、色泽一致、无裂缝、蜂窝、孔洞。

(7)混凝土28d强度不低于设计强度90%。

(8)硐室与井筒相贯线连续、平顺、明显、棱角分明。

5 结语

会泽3#竖井+1 810m箕斗卸载硐室净宽10m、净高11m、净深10m、掘进断面107.2m2,是超大断面井下硐室工程。施工时采取了硐室段井筒掘进后,上行式掘进硐室,利用硐室掘进爆破废碴充填井筒,最后从硐室顶板开始下行式分段与井筒同时排碴、立模浇灌混凝土施工方法。与常规上行式施工方法相比,简化了工序,降低了临时支护投入,节省了反复拆除安装整体液压模板刃角、多次管理顶板时间;施工总工期仅为18d,实现了安全快速施工井下超大断面硐室。

参考文献

[1]井巷工程施工手册[M].北京:煤炭工业出版社,1996.

[2]湖南长沙设计院.云南会泽铅锌矿资源接替工程设计说明书[R].2013.

[3]湖南长沙设计院.云南会泽铅锌矿资源接替工程施工图设计[R].2014.

[4]湖南有色工程勘察研究院有限公司,云南驰宏资源勘查开发有限公司.云南驰宏锌锗股份有限公司会泽矿业分公司矿山厂深部资源持续接替工程3~#竖井工程检查钻孔工程地质勘察报告[R].2013.

[5]安徽理工大学井巷教研室.竖井系列硐室施工[M].1982.

安全快速施工 篇4

关键词：钢丝绳芯胶带 更换施工 优化研究

带式输送机是煤矿生产中的一种主要运输设备，在采区平巷、采区上下山、运输大巷及井口运输走廊等场所有着广泛的应用，。煤矿现阶段使用的固定式胶带机大部分使用钢丝绳芯胶带，钢丝绳芯胶带能广泛用于煤矿提升设备中，主要的优点是钢丝绳芯胶带强度大、阻燃、运输能力强。缺点是钢丝绳芯胶带单位重量大，煤矿安装过程中不易搬运，更换胶带时间长、胶带接头胶接（热硫化）工艺复杂。

由我单位承接的韩家湾煤矿井下主运输大巷胶带机胶带更换工程主要任务是一次性更换胶带3180米。陕北矿业公司韩家湾煤矿主运输巷胶带运输机全长1560米，采用钢丝绳芯胶带、带宽为1200mm、带厚为16mm、带强ST1250，胶带出厂卷带方式为对卷胶带，每对卷长度400米。胶带接头采用热硫化方式。

1 工程任务及内容

1.1 负责从龙门吊广场下运至主运输大巷钢丝绳芯胶带3200米(8对卷)并分别将其展放。

1.2 硫化胶带接头9个。

1.3 更换新胶带3180米。

1.4 负责大巷胶带机胶带硫化及更换工作所需设备及工器具的运输及准备工作。

以往更换胶带都是单卷更换，由于钢丝绳芯胶带接头硫化工艺复杂，时间长，做一个硫化接头一般需要18小时。光硫化两个接头就需要36小时，加上胶带展放、胶带涨紧、皮带调偏时间，最快要两天才能更换一卷胶带。本次胶带更换是一次性更换3180米胶带，如果采用以往的施工方案，预计需要全矿停产10天时间，将严重影响矿井原煤生产，经济上造成很大损失。

主运巷总长1560米，分布7个联巷，其中过桥在主运巷400米与四盘区辅运巷交界处。本次更换胶带采用30t双速绞车牵引，在过桥处两侧安装改向滚筒的方式；放带采用30t双速绞车牵引，在过桥上设置提前加工好的放带装置放带。

2 施工方案

我在总结以往皮带运输机更换胶带方案的基础上制定出快速更换胶带方案。基本思路是在皮带运输巷距机头500米处，偏皮带机中心线200毫米安装两组改向滚筒（滚筒间距5米，临时制作、安装两组改向滚筒支撑架，牢固安装好两组改向滚筒）。在皮带巷距机头100米处人行道侧安设30t双速绞车一台，用途：第一阶段的新带硫化。在皮带巷距机头800米处人行道侧安设30t双速绞车一台，用途：展放新带回收旧带用，断开皮带机电机和传动滚筒间对轮，利用安设好的30t双速绞车作为牵引胶带的动力源，达到更换胶带的目的。经过验算30t双速绞车牵引力能够满足收放3180米胶带的要求。总体方案分两个阶段实施。第一阶段：前期准备工作。在不影响皮带机正常运行的前提下，在距机头100米处安设30t双速绞车一台，用途：将8对卷新胶带分卷牵引硫化接头，将8对卷胶带连成一体并分层叠放于主运巷改向滚筒向机头方向人行道侧。第二阶段：停产后，在两组改向滚筒间将胶带断开，新带绕过前改向滚筒与机头方向旧带硫化搭接。机尾方向旧带绕过后改向滚筒与30t双速绞车连接。利用30t双速绞车动力牵引胶带，回收的旧胶带放至在后改向滚筒向机尾方向的人行道侧分层叠放整齐。

第一阶段：前期准备工作（停产前）

①材料和工器具计划及采购。②加工改向滚筒及放带装置。③井下制作安装改向滚筒支撑架。④加固防护栏（硫化点两处、大巷每隔30米分别在H架上加固）。⑤制作硫化机平台6个。⑥制作牵带辅助装置2套。⑦下运及安设绞车两台至皮顺大巷并接电、绕￠21.5钢丝绳350米米、￠15.5钢丝绳450米。⑧安装通讯、照明系统。⑨下运钢丝绳芯胶带8对卷，每对卷400米。⑩展放钢丝绳芯胶带8对卷分别分层叠放于皮顺大巷。■硫化胶带接头7个。

第二阶段：更换3180米胶带、皮带机调试（停产后）

①制作新旧胶带硫化接头一个。②更换新胶带3180米，回收旧胶带3180米。③胶带合口，硫化胶带接头1个。④调试及试运转。

3 关键工艺质量要求及安全注意事项

3.1 加工及安装改向滚筒、放带装置。为安全顺利实施大巷胶带机胶带硫化及收旧胶带和展放新胶带工作,根据施工现场实际情况,在500米处加工及安装两组改向滚筒及放带平台。

3.1.1 加工及安装方法。①用DN250钢管和轴承加工改向滚筒两组，将加工好的改向滚筒安装于皮带巷距机头500米处。两组滚筒间距5米。安装工作要保证改向滚筒4/5部分于皮带架上部，1/5部分在人行道侧。角度1—3°。用于旧胶带回收、新胶带展放。②用20B和11#矿用工字钢等材料在500米处根据现场确定改向滚筒支撑架立柱高度及皮带机上带面300毫米高度放带平台。③加工放带装置两套，用于安放新胶带及展放胶带时托带。

3.1.2 质量要求及注意事项。①确保改向滚筒及放带平台安装牢固可靠，现场用倒链实验后方可运行（改向滚筒大于10吨的拉拔力，平台承重35吨以上）。②改向滚筒支撑架、放带平台、放带装置要加工斜撑，斜撑及立柱、斜铁要焊接牢固，确保放带工作顺利进行。

3.2 下运、展放钢丝绳芯胶带

3.2.1 下运及展放胶带方法。①用放带装置将新胶带置于其上。下运至皮带巷500米处放带平台上。②采用WC25EJ铲板车下运胶带。③然后用机头方向安设的30t双速绞车牵引展放新胶带。④为了保证硫化工作顺利实施，采用绞车牵引将胶带分别叠层展放皮顺大巷，依次上下两层胶带分别错位50米。次序为：先展放3卷——硫化两个接头——再展放2卷——硫化两个接头——接着展放2卷——硫化两个接头——最后展放1卷——硫化1个接头。⑤为了提高展放新胶带效率，两个接头同时硫化。

3.1.2 安全注意事项。①放带期间要保证耐磨层始终是上带，防止上、下带面放错。对卷胶带调向期间，要有专人指挥，司机与起重工及指挥人员要密切配合，严禁野蛮施工。②展放胶带期间，皮带头及沿途每20米要有专人跟踪监护。监护人员及绞车司机保证每人一台对讲电话。③绞车启动期间，严禁人员在钢丝绳受力方向作业，确保安全顺利放带。

3.3 展放新胶带回收旧胶带

3.3.1 断开500米处两组改向滚筒间胶带。将新胶带绕过改向滚筒与机头方向的旧胶带硫化胶接；将800米处设置的绞车钢丝绳绕过改向滚筒与机尾方向的旧胶带连接。

3.3.2 用800米处设置的绞车向机尾方向牵引旧胶带，胶带通过机头传动滚筒、卸载滚筒辅助新胶带随着旧胶带牵引逐步上皮带架。

3.3.3 旧胶带通过机头传动滚筒、卸载滚筒改向后，在800米处绞车的牵引下分层叠放在皮带大巷人行道侧。

3.3.4 在前改向滚筒前20米硫化点处硫化好胶带的最后一个接头。

3.3.5 恢复机头电机与传动滚筒间的对轮。

3.3.6 皮带机调试、试运转。

按照以上方案，经过实践操作后，两天时间就完成了3180米胶带的更换任务，此方案切实可行，达到了快速更换钢丝绳芯胶带的目的，又一次刷新了我公司快速更换钢丝绳芯胶带的技术领域。

安全快速施工 篇5

虎豹湾矿井位于内蒙古自治区鄂尔多斯市乌审旗境内。由济南设计研究院负责设计, 设计生产能力为5.0 Mt/a, 采用立井开拓, 工业场地内布置主、副、风及二副4条立井, 其中副井及二副井井筒掘砌工程均由中煤五建三处施工。副井井筒净直径7.0 m, 井深582.38 m, 采用全深冻结, 冻结深度600 m, 双层钢筋混凝土井壁结构, 并设有3个壁座。井壁主要技术参数如表1所示。

该矿井位于毛乌素沙漠的东部, 具有高原沙漠地貌的典型特征, 地表均被第四系风积砂覆盖, 无基岩出露。根据钻孔揭露地层由老至新有:侏罗系中统延安组 (J2y) 150.35 m、侏罗系中统直罗组 (J2z) 155.5 m、侏罗系中统安定组 (J2a) 97.94 m、白垩系下统志丹群洛河组 (K1zh) 117.93 m、新近系上新统保德组 (N2b) 14.55 m和第四系 (Q3+4) 69.39 m, 即表土段83.94 m。该矿为低瓦斯矿井。

因井筒穿过多层强含水层且井底无隔水层, 预计井筒涌水量510.7 m3/h, 故采用全深冻结法。

2 施工方案

2.1 井筒冻结方案

该井筒采用两圈冻结孔共同运转的施工方案。外圈冻结孔作为主冻结孔, 采用差异冻结, 其中21个深孔孔深600 m、21个浅孔孔深242 m;内圈冻结孔14个作为辅助冻结孔, 孔深93 m;并设有3个测温孔和1个水文观测孔。

特点:既能保证各控制层位的冻结壁厚度和平均温度均满足设计要求, 而且能保证井筒开挖时表土段冻结壁接近井帮, 避免出现跨帮、抽帮现象, 满足井筒安全、快速、连续施工。

2.2 井筒开挖条件

当井筒冻结具备下列条件, 方准开挖: (1) 井筒内水文观测孔的水位由开始缓升、后下降而趋于稳定, 然后逐渐稳定上升, 直到迅速上升并溢出孔口; (2) 根据测温孔和水文孔资料分析, 冻结壁已发展到设计厚度, 且能满足井筒快速连续施工; (3) 经过试挖, 证明冻结壁已实际形成, 并与分析的结果一致; (4) 凿井施工设备及设施已安装并调试完毕; (5) 已做好开挖前的施工准备。

2.3 井筒掘砌施工方案

根据设计的井壁结构图, 以壁座为分界线, 井筒分三次套内壁施工。即先掘砌施工至220 m的壁座位置, 进行第一次套内壁施工;再掘砌施工至525.5 m位置, 进行第二次套内壁施工;井筒掘砌施工到底后, 进行第三次套内壁施工, 同时预留相关硐室的开口位置;最后施工相关硐室。

井筒第四系和新近系段采用小型挖掘机直接挖掘装入吊桶, 基岩段钻爆法施工, 整体下行金属模板浇筑外壁, 其中表土段掘砌高为2.5 m, 基岩段掘砌高3.6 m, 并采用12套高度为1.2 m的装配式金属模板倒模法浇筑内壁, 并留2套模板备用。

3 机械化配套施工设备

井筒内设置双层凿井吊盘, 下层吊盘安设2台中心回转抓岩机出矸, 上层吊盘作为施工保护盘。吊盘主提喇叭口设计成方形, 便于挖掘机上下井。喇叭口一侧设扶梯, 便于人员上下吊桶。压气管、供水管、排水管及风筒等沿井壁吊挂。主要机械化配套设备如表2所示。

4 施工工艺

4.1 井筒表土段施工

井筒冻结具备开挖条件后, 即可施工6 m临时锁口。挖掘机挖土, 提升机提升, 锚网喷+井圈临时支护, 装配式金属模板自下而上砌壁。

表土段采用小型挖掘机挖土。掘进时, 先挖井筒净径以内的土体, 然后逐渐刷大至设计荒径。

工作面掘够砌壁段高找平后, 开始绑扎井壁钢筋, 最后找正整体金属模板浇筑混凝土。

4.2 井筒基岩段施工

井筒基岩段采用光面、光底、弱震、弱冲爆破技术钻爆法掘进。FJD-6G型伞钻配YGZ-70型凿岩机凿岩, B25 mm×5 m六角中空合金钢钎杆和φ55 mm十字形合金钎头。8个直眼掏槽, 眼深4.7 m, 其余炮眼深4.5 m, 周边眼间距550 mm。爆破材料选用T220型防冻水胶炸药和抗杂散电流毫秒延期电雷管, 雷管脚线长6.5 m, 地面动力电源起爆。采用CX55B型电动挖掘机配合HZ-6型中心回转式抓岩机装矸入吊桶, 提升机提至地面。找够砌壁段高后, 绑扎钢筋、校模 (段高3.6 m) 、浇筑混凝土, 之后用CX55B型电动挖掘机清底。

4.3 壁座施工

该井筒分别在220 m、525.5 m设钢筋砼筒形壁座, 井底设钢筋砼锥形壁座。壁座一次掘完后绑扎钢筋, 并采用装配式金属模板砌筑壁座及内壁施工。掘进时进行锚网喷临时支护。采用φ45×1 800 mm缝管式锚杆, 间排距900 mm×900 mm。喷射混凝土厚80 mm, 混凝土等级C20。

4.4 井筒内壁施工

井筒内壁使用12套段高1.2 m的装配式金属模板分3次自下而上倒模法完成套砌施工。利用凿井吊盘和拆模盘作为工作盘和保护盘。上层盘用于铺设塑料板和放灰, 盘上设人员躲避室;下层盘用于绑扎钢筋、组装模板、浇筑混凝土。吊盘下悬吊的刚性连接双层拆模盘用于拆模及井壁修饰、洒水养护。井筒内层井壁厚度大、强度高, 为高强度大体积混凝土工程。为了保证内壁质量, 采用水淹法养护井壁, 防止井壁因温度应力出现裂纹。

4.5 井筒相关硐室施工

相关硐室在井筒套壁结束并进行探水后, 利用吊盘下悬挂的工作盘施工。

施工顺序:管子道→马头门→井底清理硐室;施工期间做好锚网喷临时支护;采用钻爆法掘进, 气腿式凿岩机凿岩、光面爆破, 耙矸机配合中心回转抓岩机装罐。

硐室揭露冻结管后, 先放出管内盐水并割除冻结管, 再用钢板封严, 在冻结管外预埋2根注浆管 (孔内管端形成2 m高差) , 便于后期注浆充填和泄压, 之后砌筑硐室混凝土支护, 待井壁混凝土达到龄期强度后, 在注浆管内注浆充填冻结管以外的孔内空间, 封堵冻结孔的涌水通道。

4.6 综合防治水

该井筒穿过多层含水层, 且水量较大, 但因井筒采用全深冻结, 故井筒施工期间不考虑水患;但因井筒冻结段底部无隔水层, 故井筒落底前, 坚持“先探后掘”原则通过, 即采用伞钻在井筒中心打一个探孔, 探明下部含水层水量及冻结情况, 同时完善排水系统, 防突水事故。

井筒解冻前, 应进行壁间注浆充填, 保证井筒解冻后的总涌水量符合规范要求。

5 施工效果

该井筒于2009年2月1日开挖, 并于2009年9月30日井筒及马头门掘砌施工结束, 并分别在2009年3、5、6月份取得外壁掘砌单进142.6 m、151.2 m和140.4 m的施工佳绩;相关硐室在冻结壁的保护下快速施工, 避免了因解冻出现水患, 实现了安全施工并保证了工程质量;该矿井的另一个井筒的相关硐室施工期间, 因施工速度慢, 造成冻结壁解冻突水淹井;后应业主要求, 对该被淹的井筒成功地进行治水, 达到了业主的满意。

6 结论

安全快速施工 篇6

煤矿瓦斯事故是最严重的矿井自然灾害之一, 也是长期制约着我国乃至全世界煤矿安全生产工作的“瓶颈”, 尽管国内外专家、学者对其防治工作进行了较为深入的研究和探索, 并取得了很大的技术突破。在瓦斯综合治理过程中, 由于煤矿瓦斯赋存、分布、涌出、运移和流动规律的影响因素较多, 且两淮地区地质条件复杂, 瓦斯治理难度是全国之首;目前矿区突出煤层瓦斯治理最根本有效的方法是施工超前抽采钻孔, 而在强突煤层施工穿层抽采钻孔, 造成超强突喷煤与瓦斯现象频频发生, 超强突喷的特大量的煤与高浓度瓦斯得不到根本防治, 严重威胁着矿井的安全生产。

1 原防治技术与创新防治技术

1.1“多次改进”原孔口抽采器防治技术

目前, 淮北矿业8煤层钻孔施工采用的是ZDY-3200S钻机, 钻具选用排查效果较好的三棱钻杆, 在穿煤过程中, 为了有效控制突喷的高浓瓦斯, 采用的是“孔口管+孔口抽采器+防喷抽采器”抽采瓦斯。限于巷道或钻场工作空间小, 钻机主机前段与孔口距离短, 不能满足孔外抽采器的安装使用, 而孔口器空间小, 常发生孔口堵塞, 排渣、抽采不顺。原孔口器经过“多次改造升级”, 固定、安装较为方便, 对于弱突煤层钻孔钻进瓦斯抽采效果较好;但对于强突煤层中钻孔超强突喷煤与瓦斯无法预防和治理。

1.2 创新孔内防喷抽采器和防治技术

1.2.1 创新技术思路

创新孔内抽采器和防治技术, 采用“3+3”模式, 即:第一个“3”, 实现三级抽采 (一级孔内抽采、二级孔口抽采、三级孔外管路抽采) ;第二个“3”, 三种新型装置组合 (组合式孔内防喷抽采器+孔口新型抽采器+气动螺旋输送机或组合式集中抽采箱) ;通过创新装置的现场应用和三级强化抽采, 有效解决强突的煤粉造成后路堵塞和瓦斯超限现象, 实现安全钻探。

1.2.2 三级抽采理念

1) 一级孔内抽采。一是受巷道空间的限制;二是受开、扩孔空间不足;三是受技术条件约束, 孔内固管和孔口抽采器空间小, 遏制了大量煤粉喷出畅通, 堵塞瓦斯抽采通道;为突破以上“屏障”转变理念、创新思路, 将钻孔直径扩孔153 mm以上、深度至少2 m, 将创新的孔内防喷抽采器 (管径≥146mm) 组合后安装在孔内, 实施一级强抽。

2) 二级孔口抽采。升级版的新型孔口器, 一是增加了腔体空间 (直径300 mm以上) ;二是采用耐磨封闭套件, 密封了进杆口;三是扩大排渣 (6寸) 口和抽采口 (4寸) ;利用此孔口器实施二级抽采瓦斯。

3) 三级孔外管路抽采。利用喷煤通道管路和组合式抽采箱进行三级管路抽采, 抽采煤粉 (渣) 瓦斯余量。

2 瓦斯抽采参数监测与分析

2.1 监测流程与方法

1) 抽采管路提前拨设不小于4寸的三通拔哨, 保证抽采负压不少于28 k Pa, 流量不小于1.2 m3/min;

2) 在A、B、C、D孔分别增设专用观测孔;测定仪器采用CJG100光感甲烷测定器和防水、防尘负压采样器。

3) 测定方法采用人工手动测定, 一是钻进至见煤点时测定一次 (A、B、C、D) ;二是突喷时每钻进1 m测定一次;三是停钻加钻杆时测定一次。

4) 测量内容为: (1) 停钻和钻进时, 孔内抽采浓度、孔口抽采浓度、孔外混抽浓度。 (2) 喷孔和停抽时回风侧瓦斯浓度。

5) 使用原孔口器穿煤钻进时测定方法与以上相同。

2.2 数据监测结果分析

在强突煤层中施工钻孔, 为根本解决超强突喷煤与瓦斯难以控制的这一全国性难题, 我们从年初开展了这一课题的研讨, 提出了“3+3”创新装置和防治技术思路与构想, 制定实施方案, 于2015年8~10月分别对“多次改进”原装置和防治技术与创新装置和防治技术在同一区域、同一煤层、同一地点实施, 对钻进过程中突喷的煤与瓦斯进行了实测和观察。两种装置和防治技术实施情况整理统计如图1、图2。

3 结语

强突煤层中钻孔超强突喷“3+3”防治技术, 经过现场实施与应用, 取得了显著效果。

1) 有效防止了强喷的煤造成通道被严重堵塞现象。

2) 通过三级抽采, 突涌特大量的煤粉中瓦斯浓度大幅度降低, 杜绝了回风侧瓦斯超限现象。

3) 特大量的煤能够顺畅排出, 通过螺旋输送机输送到指定地点, 大幅度降低了职工劳动强度。

4) 钻孔穿煤实现了安全连续钻进, 提高了施工效率。

5) 此项防治技术的创新和实施, 不仅创造了经济效益, 更创造了社会和安全效益。

摘要：本防治技术思路冲破了现有孔外防治技术思路, 一是在钻孔内部用钻机拓扩一定量的空间, 把现有钻场的“防喷抽采器”进行创新安装在孔内, 实现强化抽采和大量煤粉顺畅排出;二是对孔口器进行了改造升级, 解决了防突、防喷、防瓦斯超限问题;三是喷出的大量煤粉通过螺旋输送机实现机械化清理, 大大降低了劳动强度, 提高了施工效率。

关键词：松软厚煤层,钻孔施工,防喷技术,防瓦斯超限

参考文献

[1]国家安全生产监督管理总局, 国家煤矿安全监察局.煤矿安全规程[M].北京:煤炭工业出版社, 2009.

[2]温永康.瓦斯防治[M].北京:煤炭工业出版社, 2011.

井底水仓快速施工方案实践 篇7

1 工程概况

程村煤矿矿井设计生产能力0.45 Mt/a, 服务年限49.1 a, 1对立井开拓, 主井兼作回风井。该矿开采二叠系下统山西组二1煤层, 属于低瓦斯矿井。该矿地面标高为+86.5 m, 井底车场及主要巷道位于-425 m水平, 处在九里山等3个大断层包围之中, 水平方向上原岩应力相对较高。矿井正常涌水量为1 900 m3/h, 最大涌水量为2 500 m3/h。水仓、中央泵房所处岩层主要由泥岩、砂质泥岩组成。该岩层强度低, 遇水膨胀、泥化, 加上受断层影响, 属极难维护的深井软岩。

2 可行性分析

(1) 现有条件。

①泵房一次支护后净宽5 500 mm, 配水井壁龛的长度为2 800 mm, 一次支护后的宽度为4 600 mm, 高度为3 400 mm。②提升所用矿车为标准1 t矿车, 矿车的外形尺寸为2 000 mm×880 mm×1 150 mm, 轨距为600 mm, 轴距为550 mm。③局部通风机设置在副井马头门处的进风巷, 乏风通过泵房通道、井底车场由主井排出, 通风系统较简单。

(2) 措施巷变坡点确定。

由于水仓和泵房在空间布置上垂直相交, 二者之间又存在高差, 如何确定措施巷变坡点位置是需要考虑的关键点之一。确定变坡点位置需要考虑铺设轨道的最小曲线半径、一次提升的矿车数量和安装阻车器的位置。铺设轨道的最小曲线半径Rmin由公式Rmin=CSB求得[1]。其中, C为系数, 按行车速度取值, V<1.5 m/s时取7～10;SB为车辆的轴距, 取0.55 m。代入公式计算得Rmin=3.85 m。按一次仅提升一辆矿车, 铺设轨道时非行人侧按0.5 m取值, 最小曲率半径取4 m, 经验算, 确定该变坡点位于距泵房对帮7 000 mm处位置, 由此可知, 配水井壁龛处的空间长度能满足正常运输要求。

(3) 提升设施选型。

提升设施的选型相应依据巷道的坡度、提升质量等计算选取即可[2]。

由于设计措施工程与永久工程大部分重合, 增加措施工程量微乎其微, 费用也可以忽略不计。以上技术经济分析说明, 由泵房配水井壁龛处进入水仓施工具有可行性。

3 方案设计及实施

本着充分利用永久工程、减少临时工程量、使用方便、节约投资的指导思想进行方案设计。由于泵房和水仓之间存在高差, 需要施工一条措施巷, 措施巷的断面规格是需要考虑的关键点之一。确定措施巷断面尺寸主要考虑以下因素:①巷道掘进使用的最大设备尺寸;②《煤矿安全规程》规定, 新建矿井、生产矿井新掘运输巷两侧与运输设备最突出部分之间从巷道道渣面起1.6 m的高度内, 一侧必须留设宽0.8 m以上的行人道, 管道吊挂高度不得低于1.8 m, 巷道另一侧的宽度不得小于0.3 m;③坡度在15°～30°时设置行人台阶和扶手[3]。

泵房和水仓之间存在4.1 m高差, 通过计算并参考水仓清理斜巷的设计坡度, 该措施斜巷坡度确定为22°。施工所用最大设备为P-60B型耙斗装岩机, 长7 825 mm, 宽1 850 mm, 高2 327 mm。根据以上因素, 措施巷断面尺寸确定为净宽3 200 mm、净高3 200 mm (图1) 。图1中虚线为设计配水巷至水仓的临时巷道;阴影部分为一次性完成的工程。

4 实施效果

泵房配水井壁龛处进入水仓施工成功后, 由此方向施工配水巷76 m、吸水井7个、水仓150 m。水仓的工期提前了近5个月, 为整个排水系统的形成赢得了时间。而且还避免了单头掘进到最后由放炮震动对泵房二次支护造成的影响。

5 结语

自配水井壁龛处进入水仓施工的成功应用, 加快了水仓方向的施工进度, 为矿井排水系统的早日形成争取了时间, 为具备抗水灾能力提供了必要条件。保证了矿井的正常生产, 为矿井的早日投产奠定了基础。此方法适合地质条件复杂、单头掘进进度缓慢、水仓工程量相对比较大、处在关键线路上的单一巷道。

参考文献

[1]张荣立, 何国纬, 李铎.采矿工程设计手册[M].北京:煤炭工业出版社, 2003.

[2]费多罗夫С.А..矿山基本井巷工程[M].金则雍, 译.北京:煤炭工业出版社, 1957.

浅谈掘进巷道的快速施工 篇8

1 重视采区设计

对于采区设计, 合理的采区几何尺寸为:面长一般在100~150 m, 推进长度一般在500~600 m。在高瓦斯矿井, 工作面参数取定的优劣将直接影响到矿井的整体经济效益, 工作面参数取值过大, 如没有进行抽放, 掘进时通风问题将很难解决;工作面参数取值过小, 将增加掘进及回采面搬家次数, 无疑增加了无效劳动时间, 降低掘进速度, 严重时导致矿井衔接紧张、采掘比例失调, 给矿井造成损失。

另外, 遇地质构造复杂地段时, 工作面回风巷、运输巷布置应尽量减少中间运输环节, 使运输通畅。

2 制订合理的措施与方案

掘进速度的提高是通过采取最优的施工方案与技术措施来实现的, 因此在施工之前应严格按设计要求, 针对施工地区的地质资料编制出详细可靠的、技术上可行的施工作业规程。作业规程在编制过程中, 应切实将施工地区的地质条件阐述清楚, 在矿井能力允许的情况下, 尽量选用先进的生产设备、先进的破煤方法及运输方案, 选用最先进的支护形式及通风方式, 尽量为快速掘进创造一切便利条件。

(1) 掘进施工机械化。

掘进巷道一般都沿煤层掘进, 由于煤破碎较容易, 因此出煤的工作量相对占循环作业时间较长, 为此, 在施工方案选择上尽量采用刮板输送机运输, 使钻装运由联合掘进机一机完成, 同时可解决巷道支护问题。这样可减轻工人劳动强度、提高生产率, 提高工作效率, 加快施工速度, 为“以掘保采”打下坚实的基础。使用联合掘进机掘进、破煤工作都是连续工作, 故专门的施工措施必须随之跟上, 以减少停机时间。

(2) 合理的支护方式。

由于煤巷受采动影响, 地压大、维护困难、服务年限短, 因此在其支架选择上应尽量选用矿用U型钢可缩性支架或采用挂网锚索联合支护。

(3) 科学的爆破方法。

在煤巷施工中, 为了防止崩倒支架, 掏槽眼要位于工作面的中下部, 其爆破同样要采用光面爆破和毫秒雷管全断面一次爆破, 施工中要对施工作业规程中的爆破图表进行反复试验, 及时修改补充与完善。布置周边眼时要适当离开顶帮150 mm, 以免发生超挖现象, 这样在爆破后用风锤或手镐将已松动的煤壁略加扩整即可达到设计断面。

(4) 合理布置巷道。

①回风巷、运输巷。在规程制度中应注意到:掘进巷道将受到邻近回采面采动影响, 采空区地压影响下的工作面回风巷、运输巷应尽量避开采空区两翼压力集中区, 即两翼10~15 m, 上下两巷布置应在距采空区5 m为宜, 或沿空护巷, 沿空掘巷, 采取一定的挡漏风措施。②掘进巷道。在条带式开采矿井中, 工作面布置多数为以断层为界, 因此在掘进时巷道平行于断层掘进, 为了减少煤柱损失, 巷道必须与断层保持8~15 m的距离。为此, 巷道每向前掘进30 m左右, 便应垂直于巷道向断层方向掘进一小洞探明断层, 如为减少工作面掘进工作量, 加强钻探也可解决此问题, 但应在规程制订时加以强调说明。

(5) 确定掘进顺序。

施工中的地质与测量是保证工程质量的基础, 采区设计是依据其地质情况来划分工作面, 确定工作面参数, 因此施工作业规程编制时, 应首先了解该区工作面地质情况, 确定掘进的先后顺序, 工作面如条件允许应开展多头掘进以保证工作面尽早投产, 但必须要符合《煤矿安全规程》规定。另外在条件允许情况下, 应尽量安排巷道上山掘进, 对于工作面要先掘进轨道运料巷, 以便摸清煤层变化情况, 为工作面胶带运输巷掘进确定方向。

(6) 明确掘进方向。

由于工作面胶带运输巷坡度有一定要求和限制, 这些上山的位置是根据地质剖面图结合生产需要而设计确定的, 但预计的地质剖面图不一定能全面地反映实际煤层的变化情况, 因此在施工时, 有可能对上山掘进方向进行修改, 以满足生产的使用要求。因此, 在采区工作面条件复杂、煤层变化规律不明的情况下, 必须在作业规程中有明确规定, 先掘进一条探煤上山, 为运输上山和轨道上山掘进定向服务, 或先掘轨道巷作为胶带运输巷掘进定向服务。

(7) 作业方式及正规循环。

选择合适的作业方式、正规循环也是加快巷道掘进的关键, 在规程制订中要针对地区条件, 详细编排出一个符合实际的作业循环图表。如组织不当, 不但掘进速度上不去, 更重要的是造成用工浪费, 使经济效益降低。作业循环图表的制订, 要尽量找出整个掘进过程中的能同时平行交叉作业的工序, 如交接班与工作面检查及架设的准备工作平行作业;检查中腰线与钻眼准备工作和铺设管线平行作业;钻上部眼与清理出煤平行作业;打下部眼与工作面铺设临时轨道和清洗炮眼平行作业;装药与掩护设备、工具平行作业;支护与出煤平行作业等, 最大限度地找出能平行作业的工序, 就能在安排人工上做到合理、充分利用时间, 缩短整个作业循环的时间。根据循环所占用的时间、平行作业时所用的人工, 再合理地选定出工作制, 一般煤巷架棚支护、地区较远的可选用“四八交叉”工作制, 这样能充分利用工人的工作时间, 使其不出现浪费工时的现象。

3 加强施工现场管理

(1) 在现场生产管理方面, 要组织工人认真执行作业规程, 严格按作业规程中规定各工种工序作业, 保证实现正规循环;实行定岗、定位工作制, 使任务到组, 固定岗位, 责任到人。明确到一定的时间内使用固定的设备或工具, 在各自的岗位上完成应完成的既定任务。

(2) 组织综合施工队, 将掘进、支护、运输、机电等人员有条理地组织在一个队内, 施工时对其统一指挥, 并使各组、各工序之间能有机地配合, 一旦出现施工事故影响施工时, 可统一调度, 有效地缩短事故影响时间, 以保证平行作业各工种之间的配合协作。

(3) 在加强出勤管理方面, 要保证每班作业循环图表中应必须到的人员数量, 要取得较快的掘进速度, 人力是第一位的, 如果人员不足, 个别工序就不能按时按量完成, 将造成各工序之间紊乱, 难以组织正规循环, 因此在管理上必须抓好出勤管理这一环节。在人员配备上, 应做到一个综合掘进队总人数比按作业循环图表中所需多出20~30名, 以便使工人轮流休息或有病、事时进行替补, 但并不是说人员越多越好, 有的工序安排人过多反而出现浪费工时现象。在讲究经济效益的今天, 要在提高人工效率方面来做文章, 下工夫。一方面抓出勤管理, 另一方面提高劳动生产效率, 同时注重培训, 提高工人劳动技术素质, 以适应机械化发展的需要。

4 结语

要加快掘进施工速度, 保证矿井衔接, 必须做好以下工作:

(1) 严把设计关, 做到设计优化, 从设计开始努力, 为快速掘进创造一个良好的先决条件。

(2) 严格进行规程编制, 并在施工中认真执行, 发现问题及时修改, 以促使其成为施工中切实可行的规范。

(3) 严格执行组织正规循环, 以加快循环进度和缩短循环时间, 增加班中循环次数。

安全快速施工 篇9

对于地质条件极其复杂的矿井，不论是岩巷还是煤巷，施工中经常遇到断层及构造带，不仅影响了施工进度，而且威胁安全生产。为此，我们充分利用三维物探、钻探等进行超前探查，控制地质构造，并进行地质动态分析等以便准确掌握构造情况，为巷道连续施工赢得了时间，为巷道快速掘进打下了良好的基础。

2 优化运输系统，加快排矸（煤）速度

矿车排矸出货，一直是我们沿袭至今的传统做法，运输不畅，存在安全隐患。我们可以通过学习，改变思维方式，引入“矿车不进掘进头”的新理念，煤巷采用皮带机链板机系统出货；在采区岩巷集中区域创新采用皮带机系统和梭车集中出货。变原来的绞车运输车皮出货为皮带机集中出货。自实施以来，不仅单进提高了30％，而且减少了环节，节省了人员，提高了效率，确保了安全。

3 采用中深孔爆破，多循环作业

岩巷掘进应用“中深孔不同阶微差斜眼掏槽爆破”技术，坚持“抓两头，带中间”的布孔原则，有效提高了循环进尺和炮眼利用率。

3.1 对于岩巷，我们可以采取以下措施

岩巷掘进采用风钻钻爆破眼，每个掘进头保持5～6 台风钻，每个钻眼深度在2～2.2m。钻眼施工时操作遵循以下五个要点：①严格执行岗位责任制；②钻眼前要认准中腰线，根据中腰线确定周边轮廓和眼位；③钻眼作业时必须严格做到准、平、直、齐，以保证爆破后能形成比较整齐而基本垂直的作业面；④根据岩石硬度调整爆破图表，控制装药量，严格控制周边眼的装药量；⑤一炮三研究：研究施工方案、研究施工程序、研究施工效果。这样可以确保巷道一次成形。掘进时采用小班多循环的方式作业，每个循环掘进2m，每个班3 个循环。这样每个班掘进进尺可以达到6m，月进尺达到370m。折合标准岩巷518m。

3.2 对于煤巷，我们可以采取以下措施煤巷掘进时，炮眼深度为0.7m，循环进度为0.6m，很难提高掘进速度。为了既能提高煤巷掘进施工速度、又要保证施工安全，我们设计迎头炮眼深度：底部眼、掏槽眼、两帮及中部炮眼的深度为2m，顶部炮眼的深度为0.7m，放完炮后，在0.7m 处架设第一个棚架。此时，顶部煤层由于受到爆破的震动，煤体已经松散，将顶部松散的煤撬掉后架设第二、第三个棚架。由此循环，单循环进尺可达1.8m，每个班3 个循环，进尺可达5.4m，月进尺可达到490m，从而提高了掘进速度。

4 合理安排各工序，盡可能地使之平行化作业

为保证设备正常运转，施工单位加大了对设备的管理。首先是加强设备的维修和保养，所用设备全部实行专人管理，专人维修，专人操作，台台落实到人，并按程序化管理的要求，推行“一包二勤三定四不走”的管理办法：一包即包机挂牌；二勤指勤检查，勤维修；三定即定岗位，定人员，定职责；四不走指当班情况不交代清楚不走，当班事故处理不完不走，班末不验收不走，上井不填写汇报不走。通过采取以上措施，调动了职工积极性和责任心，提高了设备完好率，保证了运转良好。其次，做到超前准备，配齐备足零部件，实施配件定置化管理。其三，强化服务意识全力为一线服务。为了确保成效,矿领导多次召开协调平衡会议,及时解决现场实际问题：一是联合调整检修班次，把设备检修, 风水管路的延接等多工种作业时间统一安排到一起，超前准备，尽可能缩短影响时间。；二是各单位挑选责任心强,业务技术水平较高的人员包头蹲点，现场交接班，发现问题及时处理，为施工单位提供了有力的保障。地质部门对重点掘进工作面安排专人定期深入现场了解地质变化情况，提前预报地质条件的变化，使施工单位提前做好应变准备。

5 采用光爆锚喷支护技术

采用光爆锚喷支护技术的巷道具有成形好、岩（煤）面平整、轮廓鲜明的优点。采用该项技术，半眼率在50%以上，超、欠挖控制在15%以内。我们根据不同岩巷的岩性对支护参数不断进行优化，以前锚喷巷道支护不论顶板好坏一律采用采用长度2.4 米的锚杆支护，通过现场跟班对比实践，在顶板好的地段缩短锚杆长度，适当加大间排距。通过对支护参数的优化，减少了锚杆眼施工数量，缩短了打眼时间，节约了成本，提高了效率。

6 改进施工工艺

积极推行岩巷“喷、锚、喷”施工工艺。一般矿井岩巷锚喷支护施工工艺都是“锚、喷、喷”，由于岩性的不断变化，光面爆破的效果时有起伏，原有的“锚、喷、喷”工艺在光面爆破不理想时影响其支护效果，巷道成形差，网片、锚杆托盘不能紧贴岩面，支护费时费力，还遗留安全隐患，从五月份下旬开始推行岩巷“喷、锚、喷”新工艺，有效缩短了支护用时，提高了支护效果，加快了掘进施工速度。

7 加强施工现场管理

7.1在现场生产管理方面,要组织工人认真执行作业规程,严格按作业规程中规定各工种工序作业,保证实现正规循环;实行定岗、定位工作制,使任务到组,固定岗位,责任到人。明确到一定的时间内使用固定的设备或工具,在各自的岗位上完成应完成的既定任务。

7.2组织综合施工队,将掘进、支护、运输、机电等人员有条理地组织在一个队内,施工时对其统一指挥,并使各组、各工序之间能有机地配合,一旦出现施工事故影响施工时,可统一调度,有效地缩短事故影响时间,以保证平行作业各工种之间的配合协作。

7.3在加强出勤管理方面,要保证每班作业循环图表中应必须到的人员数量,要取得较快的掘进速度,人力是第一位的,如果人员不足,个别工序就不能按时按量完成,将造成各工序之间紊乱,难以组织正规循环,因此在管理上必须抓好出勤管理这一环节。在人员配备上,应做到一个综合掘进队总人数比按作业循环图表中所需多出20～30名,以便使工人轮流休息或有病、事时进行替补,但并不是说人员越多越好,有的工序安排人过多反而出现浪费工时现象。在讲究经济效益的今天,要在提高人工效率方面来做文章,下工夫。一方面抓出勤管理,另一方面提高劳动生产效率,同时注重培训,提高工人劳动技术素质,以适应机械化发展的需要。

大型煤仓快速施工法 篇10

1.1 工程简介

大兴矿是一座年产340万吨大型现代化矿井, 在煤炭运输方面, 煤仓起着缓冲运输、储存煤炭的作用。作为“双突”矿井, 随着工作面生产能力不断提高和由防突工程所产生的矸石量的大幅度增加, 煤炭运输和煤矸分运相对来说就成为制约生产的一个关键因素了。因此, 煤仓在生产中的作用十分重要。该施工区域位于主井附近, 地质构造简单, 主要穿过的岩层为细砂岩、粗砂岩、中砂岩和薄煤层, 局部有淋水现象。煤仓高度58m, 属于混合式圆形仓。上部锁口段高度为8.34m, 掘断面直径d为5m, 浇灌混凝土后直径d为3m;中部段高度为4.1006m, 掘断面直径d为6m, 浇灌混凝土后直径d为5m;下部倾斜段及漏斗高度为8.654m, 掘断面渐变椭圆断面, 最大直径d为8.238m。

井壁浇注混凝土前, 临时支护采用锚网支护, 间、排距1m, 锚杆长2.2m, 全长锚固。煤仓壁用钢筋混凝土浇筑, 标号C25。上部锁口段砼厚1m;仓壁主体砼厚0.5m;下部倾斜段及漏斗斜面部分采用铺设24kg/m铁轨, 并浇筑铁屑混凝土。

1.2施工存在的困难

(1) 反井钻机施工, 技术要求高, 必须有专用技术人员; (2) 煤仓上部锁口段直径为3m, 仓身直径为5m, 变径段的掘进及混凝土浇灌是一个施工难点; (3) 煤仓50m至58m段, 有垂直仓变为倾斜仓的60°下山渐变椭圆断面掘进, 是此煤仓掘进阶段的最大难点; (4) 仓嘴空气炮等预埋件的安设, 倾斜段底板铁道的铺设和浇筑混凝土施工难度大。该煤仓的设计深度及仓身直径都是近年来集团公司煤仓施工之最, 对以防坠物为主的安全工作, 提出了更高的要求。

2 煤仓仓身施工工艺

2.1 反井钻机施工

2.1.1 反井钻机施工前准备

在煤仓上口利用ZFY1.2/120型 (LM-120) 反井钻机, 沿煤仓中心施工一个全长85m, 直径1.2m的立眼。

根据预钻孔中心找正钻机车位置, 使钻机架竖起后动力头接头体轴心线正对预钻孔中心, 拧紧卡轨器, 开始安装:注油→接电→接马达、油缸、管路→启动付→竖钻机→安斜拉杆→放翻转架→安机械手、转盘吊→安其余油缸管路→钻机调平固定→接水管→准备试车。

钻机调整后, 全面检查各部件安装是否正确、牢靠、开泵检查压力, 空载主泵0.8～1.2MPa, 副泵0.1～0.2MPa, 若异常应停泵检查并处理, 正常后测试各部动作, 一切无误后, 便可装上钻头钻杆进行开孔钻进。

2.1.2 反井钻机钻孔施工方法

2.1.2.1 开孔钻进

⑴调整动力头出轴速度为预定值, 并调节动力头上卸扣给进速度, 使之与转速相匹配;⑵升起动力头至最高位置, 把事先与短钻杆接上的导孔钻头移入钻架底座孔, 并用卡瓦卡住短钻杆的下方, 将卡瓦座入底座圈;⑶将开孔钻杆吊放到机械上, 启动翻转架将钻杆送入钻架;⑷启动马达, 使动力头正转, 将开孔钻杆与动力接头体和短钻杆接上, 提起动力头, 取出卡瓦;⑸使动力头向下滑动慢慢转为静止, 标定平衡压力;⑹用扶正器抱住钻杆, 并使扶正器外齿圈座入钻架底座内齿圈;⑺启动冲洗水泵、冷却水泵, 向动力头、冷却器供水;⑻低钻压向下钻进, 开孔3～5米, 取下扶正器, 拆下开孔钻杆, 将稳定器, 普通钻杆接上进入导孔钻进。

2.1.2.2 导孔钻进

⑴导孔钻进动力头转速若需改变, 则必须调节动力头上卸扣给进速度, 使之与钻速相匹配;⑵对于松软岩层, 采用低钻压, 对于硬岩层或倾斜岩层采用高钻压;⑶每钻进5米, 应重新开孔, 重新标定平衡压力;⑷钻透前5米开始逐渐降低钻压。

2.1.2.3 扩孔钻进

⑴用链条扳手卸下导孔钻头、短钻杆, 接上扩孔钻头; ⑵调节动力头出轴转速为预定值, 调卸扣给进速度与之相匹配; ⑶拆去冲洗水管, 将冷却水接入动力头或直接放入导孔内; ⑷扩孔开始采用低钻压, 导向辊进入孔内后方可加压钻进; ⑸扩孔钻压依地层实际而定, 一般不大于300KN。

2.2 煤仓上、下口设备安装

反井施工完成后, 根据绞车出绳角度和巷道高度, 在煤仓上口距仓眼适当位置处安装3台慢速绞车, 型号及用途分别为:SDJ-28慢速绞车配备φ24.5mm不旋转钢丝绳通过吊桶提升施工用料; SDJ-20慢速绞车配备φ24.5mm钢丝绳做提升吊桶的二次保护绳;JHC-14慢速绞车通过φ21.5mm钢丝绳悬吊缆线、溜灰管和风水管等。在上料侧安设搅拌机, 且搅拌机与JHC-14慢速绞车应为同侧布置, 以便于筑砼。煤仓下口安设耙斗机出货。

2.3 煤仓仓身施工及正规循环作业

2.3.1 煤仓仓身扩孔、筑砼施工

扩仓采用钻爆法施工, 使用7655凿岩机钻眼, 风煤钻安装锚杆, 出岩经中心钻孔到仓下口, 再由耙斗机耙货上刮板输送机, 经装载1号皮带输送机运出。施工前, 仓口巷道在加强锚杆、钢筋网支护后并采用喷浆进行封帮护顶, 才可进行煤仓扩充作业。煤仓开口段在掘进时, 首先进行锚杆、网临时支护, 掘够一定高度后, 由下向上逐段筑砼。

筑砼的施工方法为:仓上口锁口段及立井段浇筑砼加工制作木模板, 每节高度1.0米, 施工段高2-3米, 每次安装2-3节模板, 木模板采用井圈及方木等做支撑。安装前要认真量好中心一侧断面是否符合要求, 欠挖处要风镐等开够宽度后, 才可进行支模浇筑作业。模板安装前, 备齐工具材料, 支模地点浮货清理平整, 下部可用方木等垫平, 确保模板平稳, 并要找好中心, 安装时可先安下部井圈, 井圈联结件要上全、稳固可靠, 并由一侧向另一侧 (或两侧) 逐块安装模板, 安装时模板要扶稳, 打好拉手和帮之间的支撑, 下层安装完毕后, 按同样要求安装上一层模板, 模板安装后, 每道井圈四角分别用8#以上双股铁线通过模板缝隙等与帮锚杆进行绑扎牢固, 绑扎不少于四道。禁止上下层平行作业。模板安装后要保证与原砼接茬高度在50mm以上, 并在四角预留缺口供下灰和振捣。

筑砼施工流程为:封闭中心孔、平整底板、安全确认→挂中心线或帮控制线→绑扎钢筋网→铺底到预定高度, 安装底层模板并加固→接设溜灰节、浇筑砼并捣固→搭平台→安装上一层模板并加固 (或同下层一同安装, 先下后上) →浇筑砼与原砼支护接茬→带模板养生8小时 (一个生产班) 后, 确认无开裂现象, 由上向下拆模。

掘进和筑砼段高的确定需考虑到施工安全和施工效率, 一般段高超过3m后, 筑砼段较高, 工作台搭设量大, 不利于施工进度的提高。

2.3.2 仓内施工的安全注意事项

(1) 施工人员必须正确使用安全带; (2) 在煤仓上口5m范围内安设护栏, 并设专人警戒, 保证上口无杂物; (3) 吊桶运行时, 严禁仓内人员作业, 并靠仓壁躲避; (4) 仓内有人作业时, 上口必须用完好的跳板铺在封口盘上, 将上口封严; (5) 根据吊桶大小, 定制能够将吊桶包围的仓口挡板, 以免人员上下吊桶时踩空; (6) 仓内作业时, 除放炮和清货外, 中心孔必须用跳板进行封闭, 封闭跳板宽不小于200mm, 厚度不小于60mm, 长度视眼内中心孔距离而定, 但边缘一侧与孔壁搭接不小于400mm。封闭的跳板要见实底, 摆设均匀, 并在跳板之间用10#以上铁线捆绑连接, 每块两道绑筋, 或用扒钉钉牢, 使其连成整体, 稳固可靠。

2.3.3 正规循环作业

保证正规循环作业是提高工作效率, 确保安全生产的重要途径。工作面施工作业必须根据劳动组织配备人员, 合理安排工序, 严格按正规作业循环图表作业, 提高工时利用率。

3煤仓下部施工及仓嘴预埋件安装施工.

煤仓掘进至49m位置后, 停止浇筑混凝土。变断面处给定的中心线、扩掘方向沿60°下山掘进。变断面掘进结束后, 在煤仓下口巷道两帮挂2层钢筋网, 立混凝土墙模板, 浇筑混凝土墙, 墙长12.838m, 高3.8m, 厚度为0.6m。在混凝土墙上铺设32C工字钢, 安设起吊链、分煤器、空气炮管路预埋件, 预埋件用8#以上铁线牢固固定在巷帮的锚杆或钢筋网上, 然后用立巷道顶板模板, 铺设2层钢筋网, 筑600mm厚混凝土。待筑砼至铺设铁道位置后, 铁道底沿铺设12号等边角铁, 将铁道卡住, 每隔1.5m铺设一道, 然后将24kg/m钢轨以一正一反间隔的形式铺设在斜仓底部, 并且每隔0.7m穿一道钢丝绳将铁道联成整体, 最后浇筑铁屑混凝土成型。由于空气炮预埋管路较长 (1.2-8m) , 应提前加工成可接短管, 随着混凝土的浇筑, 逐节连接, 以便于施工。

4结论

采用钻孔扩刷施工煤仓实现了煤仓施工安全、高效, 相对于其他方法有着明显优势, 在技术条件允许的情况下, 应以此法为煤仓施工的首选方法。同时科学组织生产, 针对不同的地质条件、服务年限等多方面因素, 优化工程设计并以此为基础, 合理筹划施工方案, 做到施工不错、不乱、不窝工。由于煤仓的位置不同, 岩性变化较大, 即使同一煤仓, 由于穿层施工, 上下段岩性也有变化;煤仓的容量不同, 直径、高度都要发生变化;不同采区, 采区煤炭储量不可能完全相同, 煤仓的服务年限也不尽相同。因此, 煤仓的施工方法及支护方式不会一成不变的, 要根据现场实际情况合理选择, 尽量做到经济、合理, 满足施工、支护要求。

参考文献

[1]徐永圻.煤矿开采学[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2004.

[2]东兆星, 吴士良.井巷工程[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2006.