矿井立井

关键词：

矿井立井（精选五篇）

矿井立井篇1

按照国家安监总局的相关规定,许多矿井已建设完成紧急避险系统[1,2,3]。对于目前新建的深立井、大井田的千万吨级矿井紧急避险系统建设仍没有成熟经验,国家颁布的相关规定亦没有明确规定如何建设。在目前煤炭行业整体低迷、煤矿生产经营压力巨大的形势下,研究深立井、大井田矿井紧急避险系统建设模式,创新建设方法,对保证矿井安全生产、减少投资具有十分重要意义。本文以葫芦素矿井为实例,介绍深立井、大井田千万吨矿井紧急避险系统建设模式。

1 矿井概况

葫芦素井田位于东胜煤田呼吉尔特矿区,全井田南北走向长约7.4 km,东西倾斜宽约13.0 km,井田面积92.761km2,矿井地质资源量为2614.28Mt,矿井生产规模为13.0 Mt/a。

矿井采用立井开拓,初期布置2个场地,分别为矿井工业场地和西翼风井场地。工业场地内共布置主井、副井和中央风井3个井筒,井筒深度分别为667.8 m、700.8 m、679.8 m;西翼风井场地内布置西翼风井,井筒深度658.5 m。矿井初期开采一水平,共布置2个综采工作面,在一、二盘区各布置1个2-1煤的采煤工作面。一盘区工作面产量5.5 Mt/a,二盘区工作面产量7.5 Mt/a。一盘区工作面推进长度4 700 m,二盘区工作面推进长度5 600 m。井下共配备4个掘进工作面。矿井为瓦斯矿井。

2 紧急避险设施布置

矿井投产时开采一盘区和二盘区。针对盘区面积大、工作面推进距离长的特点,提出采用永久避难硐室+盘区避难硐室+临时避难硐室的建设模式。

矿井采用立井开拓,初期开采一水平煤层埋深667 m左右。设计在井底布置1个永久避难硐室,防护人数为100人,用于盘区逃出人员及井底车场附近人员逃生;在一、二盘区各布置1个盘区避难硐室,防护人数均为100人,用于工作面逃出人员及盘区人员逃生。

临时避难硐室一般在距离采煤工作面不超过1 000 m处布置1个,能够满足采煤工作面工作时间最多人员逃生即可。该矿井采煤工作面推进长度较长,若只在距离采煤工作面1 000 m处布置临时避难硐室,临时避难硐室至盘区避难硐室这段距离内人员逃生安全无法得到保障。因此,为保证采煤工作面人员逃生,设计在采煤工作面进回风巷每隔1 000 m各布置1个临时避难硐室。投产时掘进工作面距盘区避难硐室较近,因此掘进工作面暂不设置临时避难硐室,当其掘进至距永久避难硐室超过1 000 m时,再考虑增设临时避难硐室。矿井共布置18个临时避难硐室,每个临时避难硐室防护人数均为20人。

矿井投产初期,井下共布置1个井底永久避难硐室、2个盘区避难硐室和18个工作面临时避难硐室。随着大巷延伸及采掘工作面变化,矿井应及时增设紧急避险设施,并对紧急避险设施位置进行调整。矿井紧急避险设施布置如图1所示。

3 永久避难硐室供氧方式选择及布置

3.1 供氧方式比较分析

避难硐室供氧方式包括专用钻孔、专用管路供氧(风)和自备氧3种方式。3种供氧方式各有优缺点[4]。专用钻孔与专用管路相比,钻孔不易被井下灾害破坏,专用钻孔在保护井下人员安全上更具有优势;相比自备氧,专用钻孔和专用管路供氧不受时间限制,可提高避难硐室安全性;自备氧不受外界影响,可独立发挥作用,但其防护时间过短。3种供氧方式的适用条件如表1所示。

葫芦素矿井地面平坦,适合施工地面钻孔,但煤层埋深较深,一水平煤层667 m左右,地面钻孔过长,施工中容易发生偏斜,且钻孔需穿过第四系、白垩系2个富水性分别为强和中等的含水层,施工难度较大,因此,该矿井不适合采用地面钻孔。自备氧方式防护时间过短,安全保障性差,且自备氧方式需增加蓄冰空调、空气净化设备、蓄电池等设备,投资相对较高。综合分析矿井实际情况,避难硐室供氧方式采用专用管路。

3.2 专用管路布置方式

根据规定,专用管路可单独铺设,也可与已有压风管路共用,但是需采取保护措施。若采用原有压风管路代替供氧管路,则只需将永久避难硐供氧管路就近接入压风管路即可,同时采用扣板或地埋等方式对原有压风管路进行保护。利用此种方式可减少1条管路。但是分析认为,此种方式存在一定问题:若是采掘工作面压风管路受到破坏,将会出现漏风,导致永久避难硐室内无法供给压风,专用管路供氧管失去作用。因此认为专用管路中的供氧管路应单独铺设,避免与生产压风管路共用1条管路。

但是对于井筒深度超过600 m的深立井,专用管路在立井中安装难度较大,因为井筒装备已经安装完毕,增加管路需占用井筒空间,同时需增加托管梁来固定管路。

该矿井设计从立井井底压风管路接专用供氧管路铺设至避难硐室,立井井底压风管路设置2个分支,1个连接压风管路,1个连接专用供氧管路,并设置阀门。当井下发生灾害、生产用压风管路受到破坏时,关闭连接压风管路阀门,仅向专用供氧管路供风。此种方法既能保证避难硐室专用管路供氧安全性,又能节约投资。专用通信电缆和专用供电电缆单独从地面经井筒铺设至避难硐室;避难硐室供水管路就近接入井下供水管路,该管路用于工作面设备用水,同时兼做避难硐室供水管路,另外避难硐室内配备满足96 h人员使用的纯净水。

3.3 专用管路保护方式

专用管路保护方式有扣板和埋入式2种。采用埋入式不需占用巷道空间,但巷道已施工,需开挖巷道底板,同时若管路受损时不易更换。经比较,采用巷帮扣板保护方式安装专用管路,如图2所示。

4 临时避难硐室建设

采煤工作面布置临时避难硐室,硐室利用工作面巷道联络巷改造而成,工作面两侧巷道每隔1 000 m布置1个。该矿井临时避难硐室参考《防治煤与瓦斯突出规定》第102条的要求进行设计,设备布置简单,节约投资。临时避难硐室就近接入工作面巷道内的压风管路、供水管路、通信及监控线路。每个临时避难硐室内设备配备如表2所示。

5 结语

以葫芦素矿井为实例,对深立井、大井田的千万吨级矿井紧急避险设施建设进行了分析研究,对于深立井专用供氧管路铺设,提出了采用井底压风管路连接方式,既保证安全,又节约投资,并对扣板保护方式进行了描述。针对工作面推进距离长的特点,提出采用每隔1 000 m布置1个临时避难硐室的方法,提高工作面抗灾逃生能力。对于类似矿井的紧急避险系统建设具有借鉴意义。

摘要：以葫芦素矿井为实例,介绍了深立井大井田的千万吨级矿井紧急避险设施建设模式。提出了采用井底压风管路连接方式铺设避难硐室专用供氧管路,既保证安全,又节约投资。针对工作面推进距离长的特点,采用每隔1 000 m布置1个临时避难硐室,提高工作面抗灾逃生能力。对于类似矿井紧急避险系统建设具有借鉴意义。

关键词：紧急避险,避难硐室,专用管路,深立井

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.煤矿井下紧急避险系统建设管理暂行规定:安监总煤装[2011]15号[A/OL].(2011-01-28)[2011-02-11].http://www.gov.cn/gzdt/2011-02/11/content_1801362.htm.

[2]国家安全生产监督管理总局,国家煤矿安全监察局.煤矿井下安全避险“六大系统”建设完善基本规范(试行):安监总煤装[2011]33号[A/OL].(2011-03-21)[2011-03-24].http://www.gov.cn/gzdt/2011-03/24/content_1830960.htm.

[3]国家安全生产监督管理总局,国家煤矿安全监察局.关于加快推进煤矿井下紧急避险系统建设的通知:安监总煤装[2013]10号[A/OL].(2013-02-01)[2013-02-06].http://www.gov.cn/gzdt/2013-02/06/content_2327915.htm.

实现矿井高产高效关键在于立井提升篇2

关键词：高产；高效；关键；立井；提升

中图分类号：TD531 文献标识码：A 文章编号：1006-8937（2012）29-0160-02

1 矿井概况

1.1 矿井地理位置

桐庄矿是一座年设计生产能力120万t的新型现代化矿井，矿井位于河北省邯郸市峰峰矿区东南部，国家南北大动脉—京广铁路线和107国道在矿井东部15 km处穿过，与京广线相接的矿区环行铁路马磁支线及峰磁公路从井田北部通过，交通便利。井田南北长11.5 km，东西0～5 km，面积37.4 km2，地质储量4亿t。

1.2 主井提升系统基本情况

主井提升绞车型号：JKM3.25*4（Ⅲ）-WTZ；主电机型号：ZKTD250/45-P，功率1500 kW；最大提升速度9.87 m/s；设计提升能力120万t/a。电控系统采用西门子公司的SIMADYND全数字控制系统，双电流闭环控制。

主井井筒直径5.5 m，原布置一对12 t多绳提煤箕斗，双勾提升。箕斗断面积2 300×1 300 mm，高度10 700 mm，容积12.6 m3，侧扇型闸门异侧装卸载。箕斗卸载采用气动开闭，过卷高度10 080 mm。井下装载为ZLQ-12型立井箕斗计量装载设备，气动开闭闸门装载，井下过放距离为10 100 mm。井底装载采用两台GZY1220振动给煤机，井底装载胶带输送机为TD75-800。

2 矿井高产高效改造的必要性和可行性

梧桐庄矿原设计生产能力为1.2 Mt/a，服务年限为82.3 a。本矿井煤层倾角变化不大，煤层厚度适中，资源丰富；煤层顶板条件较好，瓦斯含量低，适合综合机械化开采。煤质优良，市场前景广阔，故从资源条件及开采技术条件上看，进行高产高效技术改造是可行的；同时矿井主要生产系统已具备良好的基础，自投产以来，主井提升系统一直运行良好，稍加技改即能实现矿井高产高效建设。这些因素为矿井高产高效改造提供了必要条件和可行性。

另外梧桐庄矿矿井涌水量大，治水难度大，排水费用高，通风距离远，且“三下采煤”开采技术的实施需对村民进行一定的经济补偿。如果仍维持矿井原设计产量，原煤成本必然增加，矿井效益差。为提高效益，就必须提高矿井产量。因此，也必须对矿井进行高产高效的技术改造，使梧桐庄矿在今后较长的时期内保持较好的经济效益。

本矿生产国家紧缺的低灰、低硫、低磷、高挥发份和高热量的优质肥煤，是峰峰集团公司配制炼焦煤的稀缺煤种。根据市场需求，为增加企业的市场竞争力，集团公司决定对梧桐庄矿井进行高产高效技术改造，最终矿井产量达到210万t/a。

主井提升是原煤运输关键环节，主井的提升能力制约着矿井高产高效建设，如果提高矿井的生产能力，就必须提高主井的提升能力。矿井进行技术改造产量达到210万t/a，则主井提升系统也必须进行相应的技术改造，提升能力达到210万t/a。故提高矿井的生产能力就必须对主井提升能力进行技术改造。

主井提升设备为JKM-3.25*4（III）型塔式多绳摩擦提升机，改造前箕斗装载量为12 t。实际运行中发现绞车休止时间长，即装卸载时间长。以上情况说明在对提升系统不做大的改造，提高主井年提升能力是可行的。

提高主井提升能力达到210万t/a的措施如下：

①充分利用绞车和钢丝绳的最大静张力，对绞车电控进行改造提高绞车的提升能力。增加箕斗的装载量提高每钩的提升量。

②缩短定量斗装载和井口煤仓卸载时间，提高单位时间内的提升钩数。

③通过调整绞车的爬行、加速、减速等运行时间，缩短绞车单钩运行时间。

3 技术改造实施方案

依据主井技术改造措施，对主井提升系统进行改造，达到年提升能力210万t，主要改造工程以下几个方面。

3.1 箕斗改造

为增加每勾提升量，箕斗断面（2 300×1 300 mm）保持不变，将箕斗装煤斗箱加高，使箕斗容量由12.6 m3加大到14.7 m3，充分利用绞车的最大静张力差，装载量达13 t。

3.2 装卸载气动系统改造工程

装载气控系统改造方案是在原有的气控装置基础上进行的，主要从增加汽缸活塞速度，减少闸门开启的时间考虑，加大了管路的通径，将原来通径DN20 mm的气路改为DN25 mm，使管路的通气面积增加到原来的1.56倍。

箕斗卸载气控系统原设计为一个汽缸两路同时供气，管路通径为2*DN25 mm。本次改造方案主要是加大了管路的直径，将原来管路通径改为2*DN40 mm，使管路的通气面积增加到原来的2.56倍，将进气回路中的节流阀取消，减少管路的压力损失，达到提高气缸活塞速度，减少休止时间的目的。

通过对气控管路的改造，提高气缸了活塞速度，使休止时间减少约5s。

3.3 装载皮带改造工程

主井底原安装两条TD75-800皮带，运输能力300 t/h，改造为两条TD75-1000皮带，运输能力达400 t/h，装载时间由每钩2.5 min缩短为2 min。改造前后装载皮带技术参数对比如表1所示。

3.4 定量斗改造工程

将现有2台定量斗上段加宽300 mm，减短100 mm，容量增至14.69 m3。为实现顺利卸载，在下部加装不锈钢滑板。

3.5 主井底给煤机改造

原设计主井底安装两台GZY1220震动给煤机给煤，当产量增大时将无法满足给煤要求，并且运行中事故率高，现改为两台JDG14/F甲带式给煤机，给煤量400t/h。

3.6 主井液压站改造

主井绞车原设计的液压站（E138型）制动力不足，为满足增大提升能力的要求，重新选用了E146型液压站，满足绞车一次提升13 t制动力的要求。

3.7 主井绞车全数字直流调速系统改造

功率柜电流限幅值由2 400 A调整为3 100 A，电枢电流建立时间由5.8 s缩短为3 s，每钩提升时间节省了2.8 s，并且满足了每钩提升13 t的要求。

3.8 主井绞车主计算机PLC控制系统改造

主井绞车主计算机控制系统改造，由S5PLC改造为S7-300PLC控制系统，调试后使控制程序固化，不会因长期停电或误操作而造成主控程序丢失，并且可根据绳槽磨损情况很方便地进行指示深度的修正，使运行参数的调整简单明了，控制系统更加安全可靠。

4 改造后的实际运行结果

改造后主井底两码定量斗容量增至14.69 m3，在下部加装不锈钢滑板，缩短了装载时间；为缩短装卸载时间，加大了气控装置管路通径，提高气缸活塞速度，使箕斗休止时间减少约5 s；更换了主井底两条转载皮带，装载时间由每钩2.5 min缩短为2 min；改造了主井底两部给料机，将原采用的GZY振动给料机改造为JDG甲带式给料机，使装载能力与改造的装载皮带匹配；电控系统将功率柜电流限幅值由2 400 A调整为3 100 A，电枢电流建立时间由5.8 s缩短为3 s，每钩提升时间节省了2.8 s，满足每钩提升13t的要求。改造前主井绞车每次提升量12 t，提升一次循环时间137 s。改造后每次提升量13 t，经测试，提升一次循环时间120 s（南码117 s，北码122 s）。

改造后主井提升能力提高，每小时提升勾数由22勾增加到30勾，每勾装载由12 t增加到13 t，年提升能力（考虑不平衡系数1.1）：

A=13×30×18×330/1.1=210.6万t/a

主井提升能力能够满足矿井年产210万t的生产需要。改造中选用先进的技术装备保证了主井系统运行更加安全可靠。

5 经济效益分析

①间接效益：改造后矿井年增产量90万t，按市场价800元/t计，年增加产值：90万t×800元/t=7.2亿元。

②直接效益：改造后，每勾提升时间缩短，节电效益明显。经测定，吨煤提升电耗降低0.4 kWh。

年节电：0.4×210=84万kWh；折合资金：0.42×84=35.28万元

这次主井改造方案合理，技术先进，安全可靠，施工快捷，全部改造利用矿井检修时间完成，没有影响矿井的正常生产。改造后经济效益十分显著，是一次较为成功的技术改造，实践证明提高矿井主提升系统能力是实现高产高效的新途径，可以在同类矿井中大力推广应用。这次成功改造不仅取得巨大的安全、经济效益，而且收到了良好的社会效益，为实现高产高效矿井奠定了坚实的基础。

参考文献：

矿井立井篇3

关键词：矿井,提升方式,井塔,井架,工期

钱阳山矿井是甘肃省沙井子矿区拟规划的矿井之一, 拟规划生产规模为6.0 Mt/a。矿井所在地区属黄土低山丘陵地形, 地形复杂;全年雨量稀少, 气候干燥, 风沙较大, 昼夜温差大, 属中温带大陆性季风气候;本区抗震设防烈度为7°。矿井工业场地初步选定在井田中部的沟谷处, 该处煤层埋深达700 m。设计矿井采用立井开拓方式, 初期在工业场地内布置三条井筒, 其中主立井采用箕斗提升, 承担全矿井原煤提升任务兼进风, 副立井采用罐笼提升, 承担全矿井的人员、材料、矸石的提升任务, 为矿井主要进风井筒, 回风立井主要承担矿井的回风任务并兼安全出口。

该矿井生产规模较大, 井筒较深, 提升量较大, 主、副立井作为矿井生产的咽喉部分, 其提升方式的正确选择对矿井建设和后续生产起关键性的作用[1]。目前, 对于主、副井提升设备的布置形式主要有落地式钢井架和钢筋混凝土井塔两种[2], 本文根据该矿井特点对主、副井提升设备的布置形式共提出了三种方案进行比选。

2 方案比选

2.1 方案一:主、副立井均采用落地式布置

该方案的主、副立井提升设备均采用落地式的多绳摩擦提升机[3], 其中, 主立井选用2台JKMD4.5×4 (Ⅲ) 型提升机, 井筒净直径8.2 m, 井筒垂深710 m (含临时水窝) , 井筒装备有两对25 t箕斗, 担负全矿井的煤炭提升任务;副立井装备一个多绳特制加长加宽双层罐笼和一个窄型平衡罐笼, 另外装备一个小型交通罐笼, 满足零散人员使用, 其中, 大罐笼的提升设备选用1台JKMD5.5×4 (Ⅲ) 型提升机, 交通罐笼选用1台JKMD1.85×4 (Ⅰ) 型提升机, 井筒净直径9.6 m, 井筒垂深730 m (含井底水窝) 。

主、副立井井架均采用双斜撑式钢井架, 主立井井架全高68 m, 副立井井架全高49 m。主、副立井布置的井口房和提升机房表1各方案可比部分经济投资估算比较表均为钢筋混凝土框架, 其中主立井布置的井口房和两个提升机房占地面积约为1120 m2;副立井布置的井口房和提升机房占地面积约为1145 m2。

该方案的优点是落地式提升方式具有井架基础简单, 井筒和地面设施的施工可以互不干扰, 平行施工, 施工工期整体较短, 受季节影响小, 抗震能力较强;该方案的缺点是地面设施占地面积大, 钢丝绳在提升机上的围包角小、防滑性能差, 井架高度较高时, 位移量较大, 对提升造成一定的不利因素[4], 对于气候条件差、风沙大的地区, 检修条件较差, 检修困难, 井架维护费用较高。

2.2 方案二:主、副立井均采用塔式布置

该方案的主、副立井提升设备均选用塔式多绳摩擦提升机[3], 其中, 主立井选用2台JKM4×6 (Ⅲ) 型提升机, 井筒净直径较方案一增大0.2 m, 井筒净直径为8.4 m, 井筒垂深及装备同方案一;副立井井筒断面、垂深及装备同方案一, 提升设备中的大罐笼的选用1台JKM4.5×6 (Ⅲ) 型提升机, 交通罐笼选用1台JKM1.85×4 (Ⅰ) 型提升机。

主、副立井井塔均采用钢筋混凝土框架+剪力墙结构, 其中主立井井塔檐高80 m, 共11层, 副立井井塔檐高55 m, 共8层, 占地面积均为550 m2。

该方案的优点是塔式提升具有占地面积小, 布置灵活, 钢丝绳在提升机摩擦轮上的围包角大、防滑性能好, 后期维护、检修和管理方便;该方案的缺点是井塔基础及结构形式复杂、施工较困难, 抗震能力较差, 且施工工期长, 占用井口的时间较长, 另外设备起吊安装困难, 需设吊装孔, 增加客货两用电梯等[4]。

2.3 方案三:主井塔式布置+副井落地式布置

该方案的主立井布置形式同方案二, 副立井布置形式同方案一。

2.4 方案分析比选

各方案可比部分经济比较详见表1, 从投资比较分析看, 采用塔式提升系统比落地式的投资低, 主要区别体现在设备购置和建筑物这两部分的投资上, 同时, 占地面积较小, 而落地式布置方式的工期最短, 且施工灵活。

从技术角度看, 三个方案均可行。但本矿井总投资较大, 从时间和经济角度考虑, 如投产时间延长, 不能早投产, 早见效, 势必带来更大的经济损失, 因此, 工期是整个项目实施的主控因素。本矿井建井总工期约为36个月。

目前, 矿井建设过程中为了满足施工的需要, 在井筒开凿到底后需要对井筒进行临时改绞[5], 为了在较短的时间内形成较大的提升和运输能力, 通常主要对作为矿井辅助提升任务的副井进行永久装备, 而对主要用作提升原煤的任务主井和通风任务的风井进行临时改绞, 本矿井的副立井井架全高49 m, 高度小于80 m, 井架位移量较小, 满足使用要求, 为井下巷道及地面设施在最短时间内顺利施工, 满足施工工期需要, 副井采用落地式提升系统较为合理;主井采用落地式或塔式均能满足使用要求, 本地区抗震设防烈度小于8度[5], 主井采用塔式布置占地面积小, 对整个建井工期影响较小, 从投资和后期使用等方面考虑, 主井采用塔式提升系统较优, 综合分析, 本矿井的主井采用塔式布置形式, 副井采用落地式布置形式较优。

3 结语

20世纪90年代后, 我国矿井建设逐步走向了市场化, 投资方在安全的基础上对整个矿井项目的经济效益关注度逐渐提高[6], 为了早投产、早收益, 施工工期成为项目实施的关键因素。本矿井位于西北地区, 服务年限长, 从施工工期、后期使用等方面考虑, 矿井的主井采用塔式布置形式, 副井采用落地式布置形式较优, 可为整个项目的稳步顺利实施提供有力支持, 同时, 本矿区还未大规模开发, 也为其他矿井的开发提供一定的依据。

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, 1999.

[2]甘爰节.井塔和井架方案选择[J].煤炭科学技术, 1998, 26 (11) :17-20.

[3]刘过兵.采矿设计指导[M].北京:煤炭工业出版社, 2005.

[4]史国忠.矿山井塔和井架方案的择优分析[J].金属矿山, 2011, 8:584-586.

[5]杨怀敏, 龚炳江.矿井建设中临时改绞问题的探讨[J].煤炭工程, 2007 (5) :40-41.

赤峪矿井立井井筒揭煤防突方法篇4

赤峪井田主要含煤地层为石炭系上统太原组和二叠系下统山西组, 含可采煤层6层。其中山西组含2号、3号、4号稳定可采煤层;太原组含6号、8号及8+9号可采煤层, 其中8号、8+9号煤层厚度较大, 分布稳定, 具有重要工业价值, 为主要可采煤层, 6号煤层局部可采。

矿井采用立井—集中下山开拓方式, 初期建设5个立井井筒, 即主井、副井、中央回风井和北进风井和北回风井, 本次主要以主井揭穿2号煤层为例阐述赤峪矿井井筒揭煤方法与工艺。

1 井筒施工位置煤层赋存及瓦斯参数情况

通过对井筒预想柱状图的资料进行整理, 该矿井井筒揭穿各个煤层时编制防突措施所需详细情况见表1。

注:4号煤层包括1层煤线。

根据各井筒检查孔完井地质报告, 井筒有关瓦斯赋存及参数测定情况如下。井检孔对2号、3号、4号煤进行取样, 测定了相应煤层瓦斯含量:2号煤层的瓦斯含量为4.00～7.17 m3/t;3号煤层的瓦斯含量为2.36～9.16 m3/t;4号煤层的瓦斯含量为3.68～11.02 m3/t。2号、3号、4号煤层坚固性系数、瓦斯放散初速度和综合指标见表2。

由表2可知, 赤峪矿井井筒揭露2号、3号和4号煤层时应按煤与瓦斯突出煤层对待。

2 安全技术措施

立井井筒揭煤是矿井建井初期瓦斯防治工作中极为重要的一个环节。本次揭煤是赤峪矿井首次接触煤层, 煤层的瓦斯压力、含量均处于原始状态, 揭煤难度较大。由于2号、3号和4号煤层层间距较小, 依据《防治煤与瓦斯突出规定》, 立井揭煤要实施区域综合防突措施和局部综合防突措施。综合防突措施要求揭煤工作面距离煤层的最小法向距离为10 m时进行前探, 7 m (在构造破坏带应适当加大距离) 以前实施综合防突措施[1], 赤峪矿井2号、3号和4号煤层的层间距不满足要求。因此, 3层煤的前探和预测需合到一起进行。

2.1 前探钻孔设计

在井筒施工至2号煤层预计垂距10 m左右位置, 设计施工6个垂直向下的超前探孔兼做煤层瓦斯压力孔, 以准确探明井筒工作面与2号、3号和4号煤层的相对位置, 掌握煤层赋存条件、地质构造等基本情况。

2.2 煤层突出危险性参数测定

根据《防治煤与瓦斯突出规定》, 区域预测要根据煤层瓦斯参数结合瓦斯地质分析的方法进行[1], 结合主井的施工进度情况, 确定在距离2号煤层法向距离10 m处停止掘进, 进行2煤层突出危险性预测。2号煤层突出危险性预测方法采用单项指标法, 要求对其压力、ΔP、f进行测定, 在工作面向2号煤层施工钻孔、封孔测定压力, 同时向3号和4号煤层施工钻孔测定其压力;ΔP、f是从压力测定孔中取煤样送实验室进行测定。测定压力及取样步骤如下。

(1) 在工作面断面布置6个测压孔, 其中2号、3号和4号煤层各2个压力孔, 为了单独测定每个煤层的瓦斯压力, 3号和4号煤层的瓦斯压力钻孔封孔时要把其他煤层全部封住。2号、3号和4号煤层前探兼测压孔布置如图1所示, 钻孔参数见表3。

注:倾角为与竖直方向夹角, 方位角为与煤层倾斜方向夹角。

(2) 在施工压力孔期间, 对2号、3号和4号煤层取样进行ΔP、f值测定。由于现场施工条件的限制, 只施工出4个测压孔 (2号、3号煤各2个) , 其中3号煤层压力孔封孔位置为2号煤层以下, 即封住2号煤层单独测定2号煤层瓦斯压力, 对4个孔进行了封孔装表测压, 压力上升均很快, 连上表压力就达0.5 MPa, 3 d后全部达到4 MPa (表的最大量程) 。

测压期间多次对测孔放气卸压, 在放气时首先喷出的是水, 后伴有少量的气体, 分析原因可能遇含水层, 不排除有水的压力。经探测, 在2号煤层顶板确有1层砂岩含水层, 但测的是水压还是瓦斯压力尚不能确定。于是, 在测压孔四通阀门的旁通管处接了1根长100 m的白塑料管, 管口位于工作面上方100 m处, 然后打开阀门, 水慢慢上升至白塑料管的管口, 且向外涌水, 水压很大, 至少在1 MPa以上, 周围排放孔也有出水现象, 但考虑到压力值已在4 MPa以上, 所以瓦斯压力也不容忽视[2]。

经现场压力测定, 最终认为, 2号煤层瓦斯压力和f值均超过了指标临界值, ΔP值未达到或超过指标临界值。

2.3 排放钻孔设计

赤峪矿井主井在掘进至距2号煤层法向距离10 m时曾进行过压力测定, 最大值为4 MPa, 鉴于该矿井中央风井揭露2号煤层时采用煤层瓦斯预抽的方法进行揭煤防突效果比较差, 抽采瓦斯浓度比较低, 煤层瓦斯压力下降比较慢, 而后来改成自然排放后, 效果比较明显, 因此, 主井的立井揭煤防突措施采用排放钻孔法。

(1) 由于主井掘进工作面在距离2号煤层7 m时未进行过区域综合防突措施, 所以主井掘进工作面在距离2号煤层5 m时的局部防突措施钻孔控制范围为井周围12 m[3]。

(2) 由于排放钻孔控制范围较大, 加之该矿井无实测排放半径, 故局部防突措施中排放半径按2 m设计。局部防突措施钻孔布置如图2所示。

2.4 效果检验

采用测压的方法进行效果检验, 设计了井筒周围12 m处进行测压的方案。因为主井已经在工作面中央位置施工了1个测压孔, 所以本方案主要布置4个测压孔, 分别沿煤层走向和倾向各布置2个。由于主井模板距离工作面的距离很小, 考虑到井筒荒径和井筒净断面半径只差450 mm, 控制范围符合《防治煤与瓦斯突出规定》要求, 所以测压孔在井筒净断面上施工, 按实测煤层倾角6°设计的测压孔布置方案如图3—图5所示[2]。

施工检验孔要求:钻孔施工参数如图1所示, 由于主井工作面现已施工很多排放孔, 根据施工单位提供的最外排排放孔倾角最大为36° (与竖直向下方向夹角) , 为确保测压孔封孔质量, 压力孔封孔深度必须在8 m以上, 封孔方法由施工单位选择[4]。

经过15 d的排放后, 立井揭煤工作面瓦斯压力降到0.74 MPa以下, 继续掘进至距2号煤层2 m处停止, 进行Δh2测定, 测定结果为无突出危险, 经和矿方、施工单位和监理单位商榷后, 决定进行揭煤工作。

3 结语

(1) 在经防突措施效果检验有效并采取安全防护措施后, 采取远距离放炮一次性顺利穿过煤层, 炮后第2天工作人员入井工作。

(2) 通过对赤峪矿井立井井筒揭穿过程中煤层瓦斯防治技术的研究, 较好地解决了赤峪矿井主井防治煤与瓦斯突出, 顺利揭开了2号煤层。实践证明, 所采用的方法符合井筒条件, 施工工艺和各项安全措施正确, 为今后类似条件的揭煤工作、保证安全生产积累了经验。

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.防治煤与瓦斯突出规定[M].北京:煤炭工业出版社, 2009.

[2]于不凡.煤矿瓦斯灾害防治及利用技术手册[M].北京:煤炭工业出版社, 2000.

[3]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, 2011.

矿井回风立井临时改绞的技术应用篇5

回风立井井口位于工业场地内, 马头门底板标高+6 3 8.1 4 3 m, 井底标高+611.443 m, 井筒深度679.37 m, 净直径6500mm, 净断面积33.2 m2, 井壁采用双层钢筋混凝土结构。在主井井筒永久装备未投运前, 为提高矿井各系统能力, 在风井临时改绞期间与其配套的提升、供电、压风、通风、排水、信号等项目予以同步形成。

2 科学合理制定方案

以“布置合理、经济适用、工程量少、施工便捷”的要求, 施工临时措施巷用于回风及运输。

3 改绞总体方案

回风立井落底后, 施工完井下措施工程, 再进行井筒内永久管路、梯子间安装, 采用2JK-3.6/15.5型绞车配一对9 t箕斗提升。

3.1 井筒布置方案及参数。

(1) 箕斗2只:10 m3, 装载量为9 t。 (2) 信号电缆2根:MVV22500 4×6电缆。 (3) 永久梯子间、管路1路。 (4) 钢丝绳罐道。

3.2 管路、线路悬吊及固定方式。

(1) 悬吊方式:所有永久管路与梯子间永久固定, 电缆采用单绳悬吊。 (2) 固定方式:电缆采用钢丝绳吊挂在封口盘上, 罐道钢丝绳挂在天轮平台上, 罐道钢丝绳采用液压拉紧装置。

4 改绞后的主要系统

4.1 提升设备和井架

临时改绞期间, 安装2JK-3.6/15.5型提升机1台和利用现有V型井架作为箕斗提升设备。

4.2 通风系统

主、副、风三井贯通后, 进行通风系统改造, 临时封闭回风立井, 利用矿永久主扇形成主、副立井进风, 回风立井回风的全风压通风。由于回风立井兼做提升使用, 提升方式为箕斗提升, 密封井口 (井口封闭区分为井架密封室、检修通道、等候室三部分组成) , 保证外部漏风不大于矿井总风量的15%, 方案主要以二期建设过渡阶段通风为主点, 既保证回风立井箕斗的正常提升, 又能够满足回风使用。风井井口安装瓦斯探头一个, 平衡风门根据施工现场确定, 并安装闭锁及声光语音系统。

5 主要项目施工方法

5.1 井底稳绳生根平台的安装

稳绳生根平台位于井筒的最低部, 为方便安装, 其高度以稳绳生根梁而定, 一般稳绳梁下缘距窝底的高度1500~1600 mm。

5.2 罐道绳安装

(1) 在天轮平台上的合适位置, 固定好悬吊天轮或悬挂好额定荷载不小于10 t的滑轮。 (2) 将准备下放的钢丝绳绳滚子架在两个三角架上, 钢丝绳滚子中间穿厚皮钢管或圆钢, 转动的部位应抹上黄油。 (3) 用内齿轮绞车将钢丝绳渡过悬吊天轮或滑轮上, 将钢丝绳绳头卡在稳车的滚筒上, 钢丝绳与稳车用不少于5付板卡连接, 必须紧固可靠。 (4) 将钢丝绳缠绕在稳车的滚筒上。待钢丝绳基本缠完时, 用人力将钢丝绳滚子上的余绳脱掉。 (5) 在钢丝绳的尾部卡上重量不小于50 kg细长的坠铊。 (6) 启动稳车, 至坠铊悬于封口上方。

5.3 稳绳的悬吊

(1) 将钢丝绳的下部绳头穿过稳绳的绳孔。 (2) 在贴近稳绳梁的底面上, 卡好钢丝绳板卡, 每根钢丝绳不小于4付。 (3) 在井口, 用一根临时缓吊绳头将主钢丝绳挂在封口盘或套架上。临时缓吊用钢丝绳直径不得少于24 mm。临时缓吊用钢丝绳与主钢丝绳之的连接钢丝绳卡子不得少于6付。 (4) 将钢丝绳穿过天轮平台液压及锁紧拉紧装置。 (5) 稳绳张紧压力确定:根据稳绳的悬挂高度, 计算总张紧力时必须考虑钢丝绳的自重。 (6) 稳绳张紧时, 应按照煤矿安全规程的规定, 各罐道绳张紧力之差不得小于平均张紧力的5%, 内侧张紧力大, 外侧张紧力小。 (7) 当张紧力达到要求后, 紧好螺杆的上下两个螺母。上部螺母应加背帽。

5.4 封口盘安装

封口盘安装前, 将标高点及井筒十字定位线引入到井口, 根据给定的标高和十字定位线进行梁的安装找正。以主梁为准进行操平找正, 然后依次对主梁、副梁、次梁安装。

5.5 井上套架及导向装置安装

井口套架安装时, 应根据井口空间的大小, 采取散件现场组装的安装方式或整体起吊方式安装。井口套架内卸载曲轨是有方向的, 因此, 安装井口套架的横向连接梁时, 应注意梁的方向。二、三平台钢梁与套架的连接:由于二平台或三平台的钢梁与套架之间为施工现场焊接连接, 必须焊接固定可靠, 并将各钢梁通过钢丝绳与立柱或井架上的钢梁锁死。

5.6 箕斗提升井下套架及装载装置安装

箕斗提升井下套架及装载皮带的安装, 是回风立井本改绞工程的难点之一。

利用新制作的安装盘下挂辅助盘, 从上向下安装套架。托架的安装要求, 同与稳绳生根平台, 所用树脂锚杆也同与稳绳生根平台。称重皮带机的安装位置在风井北侧马头门, 在皮带机的卸料端采用分叉溜槽将煤分别送给两个箕斗, 称重皮带机经溜煤槽直接往箕斗内卸煤, 称重皮带机由机头、机尾、输送带、中间架、张紧装置、称重传感器, 给煤机以及称重控制系统等组成。

5.7 天轮平台安装

天轮平台安装时, 使用吊车起吊钢梁和天轮。根据吊车的位置, 应由远及近按顺序依次安装, 先安装梁, 后安装天轮。天轮平台安装应达到如下技术要求: (1) 提升天轮的位置与提升十字线位置的偏差, 不得超过3 mm。 (2) 天轮轴的轴心线水平度不得超过0.2/1000。

5.8 电缆的安装

电缆下放采用单根钢丝绳悬吊, 将电缆盘架在三角架上, 悬吊钢丝绳缠绕在稳车上进行下放。

5.9 地面卸煤槽的安装

在井口套架安装完成后, 将卸煤槽在地面上组装好, 在卸煤槽支撑立柱之间, 增加斜向支撑进行加固。卸煤槽安装后, 应在卸煤槽与其下面的刮板输送机之间, 安装挡煤板。

5.1 0 挂箕斗

挂箕斗时, 先挂副钩后挂主钩;固定管路和电缆, 待一切完善后, 进行系统的无负荷试运行。在试运行期间, 应对整个提升系统的各个部位进行检查, 发现问题应及时处理。

5.1 1 试运行

箕斗挂完毕后, 先进行刮板机、胶带机安装及各种安全设施完善之后, 进行两个提升系统的试运行。经无负荷试运行1周和及负荷试运行1月, 对整个系统进行检验, 一次性取得成功。

6 工程创新点

在不影响矿井总回风要求的情况下, 提出利用风井做临时提升系统来保证矿井二、三期工程的施工, 从而加快矿井的建设进度, 缩短了建设工期, 节约了大量的资金, 提高了经济效益。