煤矿立井（精选十篇）
煤矿立井 篇1
神华亿利黄玉川煤矿副立井双层大罐笼 (由德国西马格美特有限公司设计) , 由徐州煤机厂加工制作的, 这也是国内第一台采用柔性连接设计的双层超大型罐笼。罐笼由于体积太大且各盘之间采用8条扁钢进行柔性连接, 故出厂时为散件, 到现场再重新组装, 大罐笼其主要技术参数如下:
1、设备重量
罐体总重量:38290kg (包括罐笼门、顶棚、栏杆) , 其中上盘12000kg, 中盘8000kg, 下盘15000kg。
首绳悬挂装置重量:9070kg
尾绳悬挂装置重量:1650kg
滚轮罐耳重量:1536kg
2、设备外形尺寸
罐体外形尺寸:7700×3800×11100 (长×宽×高)
上盘外形尺寸:7700×3800×1600 (长×宽×高)
中盘外形尺寸:7700×3800×600 (长×宽×高)
下盘外形尺寸:7700×3800×1000 (长×宽×高)
二、方案实施:
现场组装大罐笼时, 西马格公司要求大罐笼在组装过程中严禁大罐笼承受压力, 只能承受拉力, 针对这种情况西马格厂家给出了如下组装方案:
1.在现场搭设组装大罐笼用的临时架子 (架子下面设有滚轮) , 在搭设好的临时架子上, 将大罐笼各盘体棚于事先搭好的架子上, 进行罐笼的组装工作。大罐笼组装好后, 将架子连同大罐笼, 通过搭设在井口的轨道送入井口中, 进行下一步的缠绳挂罐工作。用此种方法施工, 施工工期为30天。
2.将大罐笼各盘均棚于事先干好的井口套架上, 再进行组装, 此种施工方案, 施工工期为20天。
经过讨论, 厂家提供的两种施工方案, 均有以下缺点:首先第一种方案和第二种方案均是施工难度大工期长且费时费料, 严重影响矿所定工期要求;其次第二种方案还存在套架层间距和大罐笼各盘层间距严重不一致现象, 各盘所棚位置不好选择, 尺寸难以控制等问题。
综上所述, 厂家的这两种方案, 均不符合现场实际要求, 满足不了甲方对于施工工期的要求。在没有任何类似安装参考的前提下, 为了优质、高效、快速地完成大罐笼组装任务, 我们对大罐笼的组装方法进行了自主创新, 用不同于厂家的施工方法对大罐笼进行组装, 其具体方法如下:
1.在井口套架+26.8处大罐笼防撞梁主梁上布置2根3米长45#工字钢, 在工字钢上悬挂2个50×2滑车, 滑车下绳点与大罐笼上盘顶部最外侧两个首绳悬挂装置安装孔对应 (大罐笼两根防撞梁主梁两头, 分别用四根D273管子、作为柱子撑于井塔楼板上) 。
2.在井口套架底板梁上即-3.2m处东西纵向布置2根9米长45#工字钢并点焊牢固, 用于棚大罐笼下盘及中盘。
3.现场利用25t吊车及20t平板车, 大罐笼下盘及中盘依次倒运至副立井井塔内, 并利用汽车吊及井塔行吊, 将大罐笼下盘及中盘依次放置于套架中事先布置好的45#工字钢上 (在棚中盘之前先将下盘四个角分别摆放三层道木。)
4.在倒运大罐笼下盘及中盘的同时, 我们可以将起吊大罐笼上盘所用16t稳车缠好绳, 并将两套50×2的滑车组穿好绳以备起吊大罐笼上盘用。
5.将大罐笼上盘倒运至井口, 并与2套50×2的滑车组连接好, 直接将其送入井口套架内悬挂起来。
6.在大罐笼上盘中间预留起吊孔悬挂1个10t卸扣, 并在此处悬挂4个5t手拉葫芦, 4个手拉葫芦再分别与大罐笼中盘四个角处的预留吊耳连接, 全面检查各起吊用工器具, 确保各连接处连接牢靠后启动2台16t稳车, 将大罐笼上盘及中盘起吊之合适高度, 利用手拉葫芦将调整上盘及中盘的层间距, 使其符合大罐笼图纸设计要求, 在利用稳车升降上、中盘调整好中盘与下盘的层间距 (上盘也可以利用四个手拉葫芦在四个角进行整体调平) 。
7.在调整上、中、下盘的同时利用25t汽车吊将大罐笼站柱及其他附件倒运至井塔西侧的井口房内。
8.大罐笼上、中、下盘层间距调整好以后, 分别将站柱与三层盘利用螺栓连接起来。
9.测量并调整上、中、下盘各部件间位置尺寸, 保证各尺寸符合技术文件要求。根据技术文件要求做对角测试。
10.将12件支撑角钢与盘体分别用螺栓连接, 分片起吊侧板, 并按标定位置分别安装, 用螺栓与立柱、盘体及支撑角钢连接。
11.将四个罐笼门安装在罐体上。
12.将所有滚轮罐耳安装在罐笼上。
三、有关计算校核:
1.稳车的选择
两套滑车组所受的最终重量为大罐笼的净重量38.29t加上2套滑轮组及两根300mф28提升用钢丝绳重量。2套滑轮组重2吨, 两根钢丝绳重2t。故GMAX=G罐笼+滑车组+钢丝绳=42.29t可以以43t计算, 单套滑轮受力为G单=43/2=21.5t≈22t, 故单套滑车组的最终跑头力为F=22/4=5.5t
故选用两台16t稳车完全满足要求。
2.用于悬挂滑轮组工字钢的校核
由于两根45#工字钢棚于大罐笼两根防撞梁主梁上, 主梁间距为2.5m。45#工字钢受力F最大为整个大罐笼的净重量38.29t加上2套滑轮组及两根300mф28提升用钢丝绳重量。2套滑轮组重2吨, 两根钢丝绳重2t。故FMAX=G罐笼+滑车组+钢丝绳=42.29t可以以43t计算, 单套滑轮受力为F单=43/2=21.5t≈22t。
在一般机械中, 梁的自重较其承受的其他载荷小, 故可以先按集中力初选工字钢截面, 故工字钢集中力P1=FMAX (Kd为动荷系数, 根据设计范围取1.2) , 梁许用应力[δ]=1550kg/cm, 由于集中力P在中央截面引起的弯矩最大故
由于弯曲时正应力强度条件得:
(Wz为对于工字钢截面中心线所轴的抗弯截面模量, 查表的查表得I45b的WX=1500cm3)
故四根工字钢梁两两并排放, 满足安全要求。
3.用于棚大罐笼下、中盘工字钢校核
临时棚大罐笼下、中盘工字钢梁为四根长约L=9000mm的45b型工字钢。大罐笼下盘重9.85t, 中盘重6t, 故两根底梁所承受的重量G按 (G下盘+G中盘) 计算约为16t。
在一般机械中, 梁的自重较其承受的其他载荷小, 故可以先按集中力初选工字截面, 单根工字钢集中力
由于弯曲时正应力强度条件得:
(WZ 为对于工字钢截面中心线所轴的抗弯截面模量, 查表的查表得I45b的WX=1500cm3)
故工字钢梁安全可靠。
煤矿立井 篇2
一、为确保安全生产，建设、监理、施工三方成立专业管理机构。芦沟煤矿除派专人现场直接参与由建设、监理、施工三方组建的管理机构外，每周三定期由矿领导带队，安全、通风、机电等部门组建检查小组，对现场进行检查。检查小组切实按照安全规程，严格排查，加强防范。最后，矿方根据现场检查结果依照管理制度进行奖罚。
二、施工方每周日定期召开的安全办公会、每周四监理组织安全生产理例会，严格按照安全规程进行管理。平时进行不定时的突击检查以防漏洞。
三、绞车工必须持证上岗，精心操作。并在绞车房内安装监视器，督促当班司机坚守岗位，精心操作。
四、当班队长责任监控，严格要求信号工、把钩工。细化制度，网络管理。每班召开班前会，并对当班工人进行安全技术交底。
五、机电维修人员跟班检查如发现隐患，及时排除，不留任何隐患。
六、机电经理主抓，制定相应岗位的岗位责任制、包机制度、交接班制度及保养维修制度等。
煤矿立井井壁破裂的原因及防治 篇3
【关键词】煤矿立井；井壁破裂；原因；防治
1.煤矿立井井壁破裂的原因
1.1施工质量问题
由于施工方面的问题导致，煤矿立井的混凝土井壁其实际强度小于设计要求，从而使得井壁无法抵抗较强的水平地压，导致破裂。
1.2设计不合理
这种原因主要是由于设计人员在进行设计时，知识简单的对地压及井壁的自重进行考虑，而没有对地层不稳定条件下，不均匀沉降对井壁造成的影响，最终导致井壁所承受的荷载不均匀，造成破裂现象。
1.3负摩擦力的影响
由于井壁周围的疏水及排水问题，使得周围的柔性土层产生下沉，在井壁的周围产生一个向下的负摩擦力，最终使井壁出现裂缝。
1.4地应力作用
由于地壳的运动，在垂直以及水平方向产生了一定的相对位移，由于这种相对位移，使得井壁受到的地应力增大，产生破裂。
1.5井壁的竖向附加应力影响
很多人认为井壁破裂的主要原因是由于井壁的竖向附加应力，竖向附加应力长生的主要原因是由于地层含水层疏水、季节温度变化以及冻结井壁的冻融三个方面。其中地层含水层排水对井壁的影响主要表现在，地下水位的下降，使得井壁周围地层中的效应力增大，周围的地层出现固结而下降。而后两种原因主要是由于井壁周围土层的热胀冷缩现象，使得井壁的外侧产生摩擦力。这三种原因对井壁的影响都是由于竖向附加应力的作用。
2.煤矿立井井壁破裂的预防
2.1合理设计井壁结构
在进行井壁结构设计时，首先需要对其设计荷载进行重新的考虑，将井壁抵抗附加应力的能力作为重要的设计内容，并充分利用组合圆筒的设计方法进行井壁设计，在那些容易出现井壁裂缝的区域，应该对井壁的刚度和强度进行合理的设计。在进行井壁设计时，不能讲内外井壁设计成为整体，此外，由于外井壁的防水性能较差，因此需要将内井壁的设计强度进行合理考虑，从而有效保证井壁对水压力的抵抗能力。
2.2改善施工工艺
利用冻结法对厚表土井壁结构进行施工时，为了减少冻结压力对井壁的作用，在施工过程中，可以在井壁外壁与井帮之间垫2-3层泡沫板对其进行支护，这样做的目的是为了减小冻结井壁与外井壁之间的相互摩擦力，从而使得作用于井壁的竖向附加应力得到明显的降低。还可以在内外井壁之间增加特定的柔性防水材料，这样做不仅可以使作用于井壁的竖向应力得到明显的控制，还可以起到明显的防水抗渗效果。
2.3对矿井周围的水文地质资料进行准确的掌握
在进行矿井施工前，需要进行安全检查孔的设置，并对地层含水层进行相应的分层抽水试验，进而掌握准确的水文地质资料，为矿井的设计和施工提供准确的资料保证。
3.立井井壁破裂加固的措施
3.1钢结构加固措施
在立井井壁加固技术中，钢结构加固方法是最早被使用的，这种方法主要是通过槽钢井圈来对井壁进行加固，防止破裂的进一步发生。施工时，利用18-22号的钢筋设置槽钢钢圈，并将其假设在井壁内侧，各个钢圈之间的距离保持在0.2-0.4m之间，利用钢轨对其进行连接，钢轨之间的距离为1.0-1.5m之间。在井壁出现破裂的位置利用槽钢作为背板，并在其表面利用高强度混凝土进行施工。这种方法的施工较为方便，对井壁破裂现象的防治收效较快，但是由于钢结构强度的原因，这种方法对立井竖向和径向的变形无法起到较好的作用，通常被应用在井壁破坏的临时处理上，无法对其进行根本上的改善。
3.2破壁注浆加固措施
这种方法的施工过程是，在立井井壁上进行钻孔，然后将浆液灌注到井壁周围的岩土层中，从而使井壁周围的岩土层稳定性得到加强，还可以有效的防止周围地层因失水而产生沉降。这种方法可以在立井的周围形成一个帷幕，使井壁的受力情况发生改变，此外，这种方法还可以有效的填充井壁周围的空隙，使其防水防渗性能得到有效的提升。这种方法对井壁破裂进行针对性的加固，而且施工质量较为可靠，但是这种方法在立井周围形成的帷幕一般只有1-2m，虽然可以对井壁破裂起到一定的作用，但是无法对其进行根本上的治理。
3.3卸压槽加固措施
在立井井壁增设卸压槽进行加固的方法，主要原理是对立井井壁的竖向附加应力采取适应，通过卸压槽的设置可以使立井井壁在竖向上产生一定的变形，从而有效的吸收附加应力对井壁的作用。卸压槽的设计应该保证自身具备一定的强度和刚度，这样才能够更好的抵抗井壁受到的水平地压。卸压槽的开设位置可选择在底部含水层或强风化带高应力区段的内井壁上，开设方式以水平环形槽为宜，并应填充可塑性材料（如沥青防腐松木块等），使井壁有可压缩性变形，使井壁能随地层的沉降而压缩。这样，卸压槽就可吸收作用在井壁上的竖向附加应力，防止井壁破坏。卸压槽的开设数量一般设1-2个，可视表土层厚度和井壁的破损情况而定；当破损带距表土层与基岩分界面较远时，应设2个卸压槽，以达到分段吸收附加应力的效果。卸压槽的位置一般设在井壁破裂带或者表土与基岩交界的上方为佳，这可更好地将自上而下的竖向附加应力传递到开好的卸压槽上，以防二次破坏。卸压槽的开设降低了井壁的竖向刚度，吸收了附加应力对于井壁的竖向变形，保证了井壁的整体结构的完整性，充分体现了“让”的特性，同时可以缩小卸压槽处井壁径向变形，实践证明，在井壁上开设卸压槽加固措施是经济、合理、可行的一种井壁加固措施。
3.4地面注浆加固措施
这种方法是通过在地面进行打孔，并将浆液注入到立井井壁周围的含水层，从而在立井井壁周围形成一个较大的注浆帷幕。这种方法首先可以有效的防止立井周围含水层出现水渗漏现象，使含水层不再出现失水现象，保证立井井壁不再受到水的侵蚀。另外，这种方法还可以有效的提升井壁周围含水层的强度，使井壁的竖向变形受到控制，减小岩土层与井壁之间的竖向附加应力。
总之，立井井壁破坏，从工程地质力学角度来看是一个动态过程，只有对井筒破坏进行全方位的分析，由局部到整体，才能达到对问题的全面认识。在此基础上，采取相应的治理方法与措施，才能取得良好的效果。 [科]
【参考文献】
[1]竺光明.新义矿井壁破裂分析与治理实践.煤，2007，16（9）.
[2]王文明.杨村煤矿主井井壁破裂治理.建井技术，2008，29（2）.
煤矿立井稳车基础优化施工 篇4
关键词：立井稳车基础,稳定性,施工优化
河南大有能源股份有限公司新安煤矿16采区位于新安井田西部的云梦山中, 属低山丘陵区, 地势西高东低。16采区地面工业广场布置在半山坡, 广场范围内地势东高西低, 且岩石抗风化能力较差, 冲沟较发育, 水土流失较严重。为减小土 (石) 方工程量, 据地势将广场设计为三个平台, 其中16回风立井位于第二个平台。立井稳车分为东、西二个稳车群。平整场地期间东挖西填, 虽分层压实但仍给稳车基础稳定带来很大隐患。
该井筒净直径Ф5m, 深218.5m, 共有东、西二个稳车群。井筒内用1台JZ-10/800A稳车悬吊段高3.5m的液压移动滑膜, 用2台JZ-10/800A稳车作为回风立井提稳绳稳车, 用2台JZ-16/800稳车悬吊吊泵, 用2台JZ-16/800稳车悬吊井下风水管, 用4台JZ-10/800A稳车悬吊3.6m高的双层吊盘, 用1台JZ-16/850稳车悬吊中心回转抓岩机, 东稳车群计7台稳车, 西稳车群计6台稳车。
按照传统方法, 每个基础都需单独测量放线、开挖基坑、定位浇筑。既麻烦又占用了大量的时间、人力、物力。
1 优化施工的前提条件
(1) 各稳车基础浇筑混凝土标号一致; (2) 每个稳车群内各稳车集中紧密布置; (3) 基坑深度基本相同; (4) 施工时间一致; (5) 临时施工稳车基础螺孔位置略微偏差不影响稳车正常运转。以上条件的具备为增强整体稳定性的优化施工奠定了基础。
2 优化施工方案
(1) 统一测量放线。
由专业测量技术人员按照JZ-10/800A、JZ-16/800和HS-6型长绳悬吊抓岩机基础施工图纸, 根据每个稳车的提升 (滚筒) 中心线和主轴中心线按照图1和图2统一放线定位。各稳车之间留有足够的操作和检修空间, 以便于维修和操作。
(2) 集中开挖基坑。
稳车位置按照图1和图2布置。利用工地现有挖掘机集中统一开挖。群内各稳车基础之间均留设0.5m距离, 距离基础最周边向外2公分开挖基坑, 深1.2m。
(3) 同时定位浇筑。
待整体基坑开外完毕, 利用料石砌墙水泥砂浆勾缝, 12#工字钢 (或道轨) 在螺栓位置圈定后间隙内横跨基坑砌筑墙体支撑稳固。之后, 借用安装立井井架吊车吊装各稳车, 并调整稳车中心线至稳车群布置图设计位置 (附实际施工照片) 。切记上部螺帽垫背木块或用铁丝绑扎, 保证螺帽有松动空间。
如图1所示。
借助砌筑立井井筒用电子计量自动配料系统和1台JS-500搅拌机配置C30混凝土整体浇筑。待混凝土达到一定强度后, 利用螺帽留设松动空间, 用千斤顶撬起稳车慢慢抽出工字钢 (或道轨) , 立即用新制C30混凝土浇筑留下空隙。
3 优化后与优化前的比较
(1) 稳固安全。浇筑后整个稳车群基础结为一个整体, 改变了稳车运转期间单个基础受力的局面。无论是单个稳车运转, 还是多个稳车一起运转都比单独浇筑基础稳定。减小了新填土 (石) 方压不实给稳车基础稳定带来的隐患, 为下一步的快速施工、安全生产创造了极好条件。
(2) 省时间。较以往测量放线集中工作, 节约了多次架设测量仪器、开挖基坑、配置混凝土的时间。减少了工期, 加快了进度。
(3) 省工。集中浇筑, 工期缩短, 节约时间的同时, 减少了出工数量和大型设备的运转、损耗等, 降低了生产成本。
4 结语
煤矿立井 篇5
关键词： 立井提升防范事故
立井提升在煤矿生产中是普遍使用的提升方式，如何防范立井提升发生重大事故，结合煤矿生产的特点，浅谈以下几个方面的看法：
一、首先确定立井提升的主要事故类型
1.井筒坠物事故。
2.坠人事故。
3.同时提升人员和物料伤人。
4.非正常情况下发生重大事故人员混乱。
二、预防措施
（一）防止坠物的措施
1.提升大件（超长、超宽、超高、超重）设备物料，设备物料要固定捆绑牢固，罐笼做好配重，车辆配重依据矿制定的《罐笼提升配重规定》，车辆及设备物料上方严禁存有杂物，防止填入罐笼时杂物从井筒坠入，车辆填入罐笼后用一侧用罐内阻车器挡住，另一侧用专用车掩将车辆掩稳。
2.提升一吨矿车，车辆装载设备物料及沙灰矸石等不得超过车沿，防止装车物料、沙灰矸石坠入井筒，当填入两辆车时，用罐内两侧外阻车器将车辆掩稳，当填入一辆车时用罐内两侧内阻车器将车辆掩稳。
3.提升材料车、液压侧卸车、平板车等专用车辆，设备物料要固定捆绑牢固，车辆上方严禁存有杂物，防止填入罐笼时杂物从井筒坠入，车辆填入罐笼后用一侧用罐内阻车器挡住，另一侧用专用车掩将车辆掩稳。
4.加强对罐内阻车器的检查维护，确保完好和正常使用。
5.井口使用小绞车吊装放超长物料时，小绞车滑头上配保险绳，对吊装的物料附挂保险绳。
6.乘罐人员严禁随身携带小型工具、物品（工具包和机电工工具袋除外）防止乘罐时工具从井筒坠落。
7.井口周围5米范围以内严禁存放任何易滚落物品。
8.填罐时，必须等罐笼停稳后，放下摇台打开安全门，打开罐内阻车器（或挡车器），落下阻车器，然后推车填罐，填罐后要检查罐内阻车器并及时关好安全门。
（二）防止坠人的措施
1.做好上下井口乘人秩序的管理，上下井口，把钩工严格按照罐笼乘罐人数规定，对乘罐人员点数乘罐，严禁超人数乘罐，乘罐人员严禁私自操作罐链门，由把钩工负责操作罐链门，人员进出罐笼必须经填罐工许可。把钩工必须待摇台落下、安全门全部打开后方可操作罐链门，乘罐人员上下罐以及在罐笼内严禁嬉笑打闹，防止不慎坠入井筒。
2.上井口候罐人员必须在等候室内按座次等候，不得越过等候室门候罐，罐笼东西两侧卷帘门以内严禁闲杂人员进入。
3.下井口候罐人员必须在等候室内按座次等候，不得越过警戒线候罐，罐笼两侧5米范围内严禁闲杂人员进入。
4.提升人员时信号系统操作要一人操作一人监护，信号发出后，要手不离按钮，全神贯注地注视钢丝绳运行情况，倾听警铃（包括信号工的哨声），发现异常，立即打停点。
（三）异钩同时提升人员和物料的措施
1.笼提升人员时，禁止异钩同时提升物料及其它车辆，做到提料结束，开始提人时，必须等上位罐填出车完成后，经上下信号工联系确认无误，方可准许人员进入下位罐。
2.严禁同层罐笼内人员和物料混合提升，下层为综采支架等大型设备物料时上层可以乘人（仅限于跟综采支架的维修人员），上层为物料时下层严禁乘人。
3.上井口罐笼乘人、井底钩罐笼填车时，由上井口信号工用送话器通知下井口信号工，乘人的罐笼到达井底时，必须先把罐笼内上下层的人员放出来离开井口5米以后，由井底信号工通知上井口信号工后，地面方准填卸车。
4.下井口罐笼乘人、上井口填车时，由下井口信号工用送话器通知上井口信号工，副井上井口先填卸车，填卸完车后，再由上井口信号工通知下井口信号工，下井口信号工通知东把钩开始打开栅栏门放人乘罐。
5.如果上下井口罐笼均乘人时，必须遵守下井口罐笼进人前上井口必须填卸完车，下井口罐笼出完人后上井口再填卸车的规定。
三、结束语
甘肃黄庄煤矿立井井筒设计方案研究 篇6
黄庄煤矿位于甘肃省华亭县, 井田范围内地表为起伏不平的黄土和岩石低山丘陵地形。井田位于六盘山青年褶皱山区及东部陕甘宁黄土高原之间的过渡地带, 有山谷、陡壁及低山丘陵, 地形较为复杂。海拔标高度在+1 450~+1 500 m之间。
黄庄矿井设计生产能力300 kt/a;采用立井单水平开拓方式, 生产水平标高+1 150 m。采用炮采工艺, 井下煤炭和辅助运输采用矿车运输。
井田煤层赋存有以下特点: (1) 煤层较多, 共有可采及局部可采煤层5层; (2) 煤层间距小; (3) 煤层埋藏较深, 煤层埋藏在+950~+1 350 m水平之间, 埋深在140~540 m之间; (4) 煤层赋存集中, 各层煤主要储量均赋存于中部及北部, 主要可采煤层煤6-2下全矿井赋存; (5) 水文地质简单, 含水层含水性弱; (6) 矿井为低瓦斯等级, 煤尘有爆炸危险性, 煤易自然发火; (7) 顶底板岩性较好。
2 井筒布置方案
结合矿井生产能力, 在满足矿井提升、通风、安全的前提下, 尽可能地减少矿井投资费用, 降低生产成本, 设计确定2个井筒。根据提升设备容器及井筒功能的不同, 结合井下系统, 对以下6个方案进行了技术经济比选: (1) 方案一:设主井、副井各1个。主井井筒净直径5.0 m, 井筒深为358 m。井筒内布置1对3 t单绳箕斗提煤兼作回风井, 另布置有玻璃钢梯子间、黄泥灌浆管路、信号通讯电缆等, 是矿井的另一安全出口。副井井筒净直径5.0 m, 井筒深为383 m。井筒内布置1对600 mm轨距1 t单层单车单绳罐笼, 担负全矿井的辅助提升任务, 同时兼作进风井。另外布置有玻璃钢梯子间、动力电缆、通讯及信号电缆、排水管路、压风管路, 消防洒水管路。是矿井的主要安全出口之一。优点:两套提升设备布置在2个井筒中, 提升互不干扰;箕斗单提煤, 提升能力大。缺点:矿井设2套提升设备, 投资费用高;配套的井巷工程量大、设备多, 电费高;箕斗井回风漏风风量大, 通风效率低, 乏风风流中煤尘大, 影响风机使用年限, 乏风中有害物质多, 对井筒装备腐蚀性大, 影响装备的使用寿命, 维护费用高, 生产成本高;地面增加1个绞车房及井口房, 占地面积大。 (2) 方案二:设混合提升井 (D=5.5 m) 、回风井各1个。混合井:井筒净直径5.5 m, 井筒深383 m。井筒内布置1对600 mm轨距1.5 t矿车双层2车罐笼作混合提升, 担负全矿井的提煤及辅助提升任务, 兼作进风井, 是矿井的主要安全出口之一。井筒内另布置有玻璃钢梯子间、排水管路、动力及通讯信号电缆等。回风井:井筒净直径3.5 m, 井筒深358 m。担负全矿井的回风任务, 井筒内布置有玻璃钢梯子间, 黄泥灌浆管路等。优点:一套提升设备, 设备费用低, 井下采用矿车运输时设备单一, 系统简单, 易管理, 井下工程量小;设专用回风井, 漏风小, 通风效率高, 通风费用低;1个绞车房, 占地面积小。缺点:经计算, 混合井提升能力偏小, 不符合提升要求。 (3) 方案三:设混合提升井 (D=6.5 m) 、回风井各1个。混合井:井筒净直径6.5 m, 井筒深383 m。井筒内布置两套提升设备, 1对3 t单绳箕斗担负全矿井的煤炭提升。另设1个带平衡锤600 mm轨距1.5 t单层单车罐笼担负全矿井的辅助提升, 同时兼作进风井。井筒内另布置有玻璃钢梯子间、排水管路、动力电缆等, 是矿井的主要安全出口之一。回风井:井筒净直径3.5 m, 井筒深为358 m。担负全矿井的回风任务, 井筒内布置有玻璃钢梯子间, 黄泥灌浆管路等。优点:煤炭提升量大;专用回风漏风小, 通风费用低。缺点:井筒工程量最大, 投资费用最高;两套提升设备在1个井筒内, 相互干扰大, 管理复杂, 安全隐患多;两套提升设备多1个绞车房, 占地面积大。 (4) 方案四:设混合提升井 (D=6.2 m) 、回风井各1个。混合井:井筒净直径6.2 m, 井筒深383 m。井筒内布置2套提升设备, 1对3 t单绳箕斗担负全矿井的提煤任务, 1对600 mm轨距1 t罐笼担负全矿井的辅助提升任务, 同时兼作进风井。另设有玻璃钢梯子间、排水管路、动力电缆, 是矿井的主要安全出口之一。风井:井筒净直径3.5 m, 井筒深358 m。担负全矿井的回风任务, 井筒内布置有玻璃钢梯子间, 黄泥灌浆管路等。优点:煤炭提升量大;专用回风漏风小, 通风费用低。缺点:井筒工程量较大, 投资费用较高;两套提升设备在一个井筒内, 相互干扰大, 管理复杂, 安全隐患多;2套提升设备多1个绞车房, 占地面积大。 (5) 方案五:设混合提升井 (D=6.0 m) 、回风井各1个。混合井:井筒净直径6.0 m, 井筒深383 m。井筒内布置2套提升设备, 1对3 t箕斗用于提煤, 1个带平衡锤600 mm轨距1 t双层2车罐笼用于辅助提升, 同时兼作进风井。另设有玻璃钢梯子间、排水管路、动力电缆等, 是矿井的主要安全出口之一。回风井:井筒净直径3.5 m, 井筒深358 m。担负全矿井的回风任务, 井筒内布置有玻璃钢梯子间, 黄泥灌浆管路等。优点:煤炭提升量大;专用回风漏风小, 通风费用低;井筒工程费用较方案三、四低。缺点:井筒工程量较大, 投资费用较高;2套提升设备在一个井筒内, 相互干扰大, 管理复杂, 安全隐患多;2套提升设备多1个绞车房, 占地面积大。 (6) 方案六:设混合提升井 (D=5.8 m) 、回风井各1个。混合井:井筒净直径5.8 m, 井筒深383 m。井筒内布置1对600 mm轨距1 t双层4车 (一宽一窄) 多绳罐笼担负全矿井的提煤及辅助提升任务, 同时兼作进风井。另布置有玻璃钢梯子间、排水管路、动力电缆等, 是矿井的主要安全出口之一。宽罐采用非标宽1.2 m罐笼, 主要为满足移动变电站进罐要求。风井:井筒净直径3.5 m, 井筒深358 m。担负全矿井的回风任务, 井筒内布置有玻璃钢梯子间, 黄泥灌浆管路等。优点:井筒工程费用最低;每次提升4辆煤车完全可满足矿井的提升要求, 为矿井后期发展留有余地;由于采用1套提升设备, 装备费用低, 矿井投资少, 见效快, 运行费用低;混合提升采用矿车, 简化了井下大巷运输系统, 设备单一, 管理简单, 可节省井下若干硐室工程量, 井巷费用低;设独立回风井, 可减少矿井漏风, 通风管理简单, 通风效率高, 费用低;地面只有1个绞车房, 土建工程量少, 占地省, 投资费用低。
3 结论
以上6个方案归纳起来, 从井筒功能上分为两类, 一是设主、副井井筒, 如方案一;二是设混合井与回风井, 如方案 (2) ~ (6) 。显然设主、副井工程费用及设备费用最高, 多一个主井井架、主井井口房, 地面土建费用多出约139.6万元。
按提升设备分, 也分为两类, 一是采用2套提升设备, 主、副提升分开;二是采用1套提升设备, 煤炭及辅助运输采用混合提升方式。显然采用2套提升设备投资费用高。主提箕斗系统, 提升机加电控、信号、箕斗及安装费用约390.8万元。为完成箕斗装载系统、井下煤仓、箕斗装载硐室、清撒系统、各硐室联系巷道等, 需投资约121.0万元, 设备及安装费需要增加约152.0万元 (如井下煤炭采用胶带输送机, 另外需增加设备、安装、电控及巷道约492.5万元) 。综上所述, 选用1套提升设备最省。
煤矿立井井筒装备布置探讨与研究 篇7
现在新建、扩建、更换的井筒装备中, 根据提升能力、提升方式、井下涌水量、井筒深度、地质条件等因素的不同, 确定了井筒装备布置各异, 目前我国新建的立井大型矿井主要的提升方式为塔式摩擦轮提升和落地式摩擦轮提升, 其井筒装备布置方式大致相同, 主要差异在主、副井提升的布置与混合井提升的设计布置。
1 我国目前井筒装备的概况
现阶段, 我国煤矿立井井筒装备主要以钢结构为主或以玻璃钢制品为主的装备, 从井筒装备用途上可分为:主井井筒装备 (主要用于提煤的箕斗罐道、井筒电缆, 以钢结构为主的装备) 、副井井筒装备 (主要用于罐笼提升罐道、管道布置、安全出口玻璃钢梯子间、通讯、动力电缆等, 混合立井井筒装备 (提人下料的罐笼、提煤的箕斗、管道布置、安全出口玻璃钢梯子间、通讯、动力电缆等同时布置在一个井筒中) 、风井井筒装备 (安全出口玻璃钢梯子间) , 混合井立井井筒布置尤为复杂, 由于风井装备布置简单, 在此不作讨论分析。
2 主、副井井筒装备布置的确定
为了确保井筒装备的质量和合理的施工工艺, 优化设计, 在北京煤炭设计院、兖州煤炭设计院、徐州大屯煤电设计院等设计院设计的几对井筒装备中, 风格各有特点, 但主要区别在于使用年限和稳定性上。
2.1 主、副井井筒装备平面布置
主要根据计算矿井提升能力、下料、出矸提人的要求选择箕斗、罐笼的型号, 根据提升速度、罐笼 (箕斗) 距井壁设施的安全距离等, 选择、确定罐道的方式, 一般在大型矿井综合考虑罐道选取为180 mm×180 mm方钢罐道, 罐道固定方式为罐道梁固定或者为上下托架直接固定, 由于上下托架直接固定, 在罐笼 (箕斗) 运行的情况下, 连接螺栓极易松动, 罐笼 (箕斗) 运行安全很难保证, 连接螺栓紧固频繁, 给日常运行维护增加了极大的困难, 因此, 在空间允许的情况下, 尽量选择罐道梁固定, 对于罐道托架连接, 均采用镀锌螺栓双帽连接以防罐笼运行时松动, 如确实受条件限制, 采取托架背后增加连接梁的方式固定。中煤大屯公司姚桥矿新副井、龙东矿主井原设计为托架固定, 在运行一定阶段后, 由于出现上述问题, 现已改为罐道梁固定和托架背后增加连接梁的方式固定, 更改后一直运行良好;管子梁、罐道梁选择成型工字钢, 由于安全行人的梯子间、排水、给水、压风管道、通讯、动力电缆等一般布置在副井井筒, 因此罐笼偏井筒中心线布置, 平面空间大侧布置梯子间, 平面空间小侧布置管路, 动力电缆布置在梯子间平面较大处, 信号、控制电缆布置在梯子间较小处顶头处。为了加快施工进度, 减轻井筒装备工人的工作量, 提高安装质量, 上世纪80年代后, 罐道梁、管子梁、梯子间大小梁与井壁的固定由原梁窝设计逐步更改为施工便捷的树脂锚杆和托架施工, 对于承受动负荷较大的管道大梁、小梁尽量采用梁窝安装方式, 主要因为安装质量相对易于保证, 且能承受较大的动负荷;梯子间设计, 大梁、平台板、栅栏尽量采用上下玻璃钢压板或螺栓直联、上下玻璃钢压板连接, 相关尺寸较好保证, 安装较为方便, 缺点易于移动, 稳定性差, 而镀锌螺栓直联、镀锌U型卡则相反, 因此, 对于要求较高的梯子大梁设计时尽量采用直联或镀锌U型卡连接, 为了消除梯子平台间距误差, 梯子上端与平台的固定采用Z型玻璃钢压板较为方便合理。主、副井井底结构部分, 由于比较复杂、井筒装载时坠物等原因, 一般设计为钢结构, 主要为各检修刚平台、防撞梁平台、挡绳木平台等, 平面梁布置采用梁窝方式固定。
2.2 主、副井井筒装备立体布置
在确定主、副井井筒装备立体布置时, 主要考虑施工工艺、现行材料、《煤矿安全规程》、设计规范等因素, 一般对于大型矿井立井井筒装备标准层, 选择层间距为4 m, 罐道长度为12 m/根, 同一罐笼 (箕斗) 两侧罐道接头错开布置, 由于地面广场随着矿井开采、地表水使用, 地表呈下降趋势, 致使在安装过程中所预留2~4 mm的安全间隙逐步消失, 并压缩罐道弯曲, 严重影响了提升容器的安全运行, 为此, 中煤大屯公司矿区各矿, 在沉降变化较大的井筒处增加了伸缩罐道, 更换后提升容器运行平稳 (微山湖两岸矿井主要表现在210 m左右沉降尤为明显, 因此在此增加伸缩罐道) 。副井井筒装备的梯子间布置如下:由于梯子间靠近井筒侧距离较大, 选择两块栅栏镀锌U型卡连接封闭。两侧分别用两块栅栏封闭, 井底金属结构爬梯、栅栏为钢结构, 并在停罐上下人处 (箕斗装载处) 布置稳灌 (稳箕斗装置) , 从井筒装备工艺考虑, 井筒管路的连接一般为管箍连接方式。
3 混合井井筒装备布置的确定
混合井井筒装备布置图如图1所示。
由于主、副井提升、梯子间、给水管路、排水管路、压风管路、动力电缆、信号电缆等布置在同一井筒中, 因此混合井布置很复杂, 为了确保提升安全, 副提在上下人时, 一般主提停止运行, 在我国一般的矿井提升中很少应用, 但由于只有一个井筒的优点, 特别是深井, 造价相对较少, 工程投产较快, 因此, 主要在我国较深煤矿井筒中应用, 中煤大屯公司孔庄矿三期采用混合井布置的方式, 该井井筒深1 055 m, 井径8.1 m, 由中国华宇集团设计, 布置如图1所示。
3.1 混合井平面布置
根据设计的矿井生产能力确定箕斗后, 把箕斗布置在一侧, 其垂直方向布置两罐笼, 由于井筒空间的限制及矿用大件 (液压支架、采煤设备等) 运输、提升, 一般副提按宽罐与窄罐加平衡锤布置, 由于管子梁与罐道梁公用、梯子梁与罐道梁公用、动负荷较大, 因此罐道梁设计为稳定性较强的方钢结构。由于混合井井筒空间相对狭小, 混合井布置时要特别注意罐笼 (箕斗) 与各构件的安全距离及各构件间的连接相关尺寸, 其余布置与主副井布置相似。
3.2 混合井立面布置
混合井井筒装备立面布置与主副井提升井筒装备布置的最大差异在于箕斗装载系统布置与上下人罐笼错茬同时布置, 布置时主要考虑相对高差、安全运行距离及安全防护等。
4 井筒装备构件的防腐设计
由于煤矿井下环境恶劣, 金属材料的腐蚀问题相当严重, 不仅直接影响安全生产, 而且造成重大的经济损失。而煤矿立井井筒则是关系全局的咽喉部位, 因井筒装备锈蚀更换停产所造成的经济损失相当严重, 因此, 立井井筒装备的防腐蚀尤为重要, 我国的井筒装备防腐蚀最早采用的是技术落后的煮沥青, 涂红丹漆、调和漆的方法, 其防腐蚀效果很差, 个别矿区不到一年钢构件均已锈蚀。由于玻璃钢存在抗腐蚀能力强、重量轻、抗静电、阻燃、耐磨损、安装方便等许多显著的优点, 以及玻璃钢技术在我国其它领域的成熟应用, 玻璃钢复合材料在井筒装备中得到了充分的应用和发展, 我国现阶段新建、扩建、更换的井筒装备中, 梯子间已由原平台板、梯子、栅栏为玻璃钢的试应用, 推广为梯子间大小梁、托架、罐道等全面应用, 因此, 玻璃钢技术在上世纪90年代初, 已逐步在井筒装备中梯子间中取代传统的钢结构防腐工艺, 现在几乎所有井筒装备的梯子间均采用玻璃钢工艺设计, 在个别矿井的方钢罐道防腐时, 采用玻璃钢工艺 (山东省七五矿许楼副井采用180 mm×180 mm玻璃钢方罐道) , 在2006年7月江苏煤炭研究院起草的《煤矿立井井筒装备防腐蚀技术规范》中玻璃钢材料为井筒装备推荐使用材料;随着矿山防腐蚀新材料、新工艺、新技术的不断推广, 在长效防腐涂料的基础上, 矿山防腐蚀又推出了金属镀层和金属镀层加有机涂层的复合涂层。复合涂层在国际上又称为“2+2=5”体系, 即体系的防护时间大于单一金属镀层和有机涂料防护层寿命之和。这将使钢构件的寿命又大大地提高了一步。目前矿山主要采用的金属镀层有热喷涂锌 (铝) 及热浸镀锌。这两种金属镀层都能对钢构件起到有效的保护作用。
热喷涂是利用压缩空气将熔融的金属雾化, 高速喷至预先经喷砂处理的钢铁构件表面, 形成具有较好结合力的金属保护层, 常用的热源有电弧喷涂和火焰喷涂两大类。热喷涂层孔隙率较高, 需采用有机涂料封闭, 以提高其耐腐蚀性能。热浸镀是将钢铁基体浸在熔融状态的金属液中, 在钢铁表面形成一层金属保护膜, 目前常采用热浸镀锌。热浸镀锌涂层致密, 与基体金属结合力强, 镀层厚度只能达到100μm以下。热浸镀锌外加有机涂料的复合防护体系, 在国内外多个领域中广泛采用。金属镀层加有机涂层的复合涂层, 是腐蚀控制的一个极为重要的进步, 在使用得当的环境中, 能够获得最佳协同作用, 为了减少工程造价, 并获得最佳的防护效果, 一般设计为金属镀层加有机涂层的复合涂层, 其总厚度不应小于250μm, 有机涂层至少需经3次涂刷完成。井筒装备中管路、管子梁防腐一般采用喷涂 (喷锌或者喷铝) 加有机涂层的复合涂层工艺, 管路在井筒中接头采用铝箔粘接工艺, 或者干湿两用漆现场防腐工艺, 由于井筒中淋雨、潮湿、等条件的限制管道接头的处理采用传统的干湿两用漆工艺较为可靠;罐道梁、罐道、托架、井底金属支持结构等一般采用环氧沥青漆防腐;电缆托架为热镀锌防腐。
5 结语
现阶段, 我国许多新设计的矿井立井井筒装备和正在运行的装备, 存在着许多的不足, 愿更多的专家、学者、同仁提出更多更好的意见和建议, 丰富、完善煤矿立井井筒装备, 确保矿山运输提升设施安全可靠的运行, 为我国煤炭事业的发展做出更多的贡献。
摘要：目前我国新建的立井大型矿井主要的提升方式为塔式摩擦轮提升和落地式摩擦轮提升, 其井筒装备布置方式大致相同, 主要差异在主、副井提升的布置与混合井提升的设计布置。为了确保井筒装备的质量和合理的施工工艺, 优化设计, 通过几个设计院设计的几对井筒装备, 对我国目前主、副井立井井筒布置的确定及混合立井布置确定进行分析探讨, 其中混合井立井井筒布置尤为复杂。
煤矿立井 篇8
大海则煤矿位于陕西省榆林市榆阳区西部。矿井隶属中煤陕西榆林能源化工有限公司, 矿井建设规模为25 Mt/a, 矿井设计服务年限88.8 a。大海则煤矿2#副立井井筒净直径10 m, 井深677.4 m。井筒采用全深冻结法施工, 冻结深度690 m。井壁为双层钢筋混凝土支护, 混凝土强度等级为C30/C40/C50/C70, 外壁壁厚500~600 mm。井筒外壁经过三次变径, 冻结段外壁掘砌最大荒径14.7 m, 掘进断面达169.63 m2。
大海则煤矿2#副立井井筒的主要技术特征如表1 所示。
2 施工工艺及设备配套情况
2.1 施工工艺
凿岩:采用SYZ6×2- 15 型双联伞形钻架配用12 台YGZ- 70 型独立回转凿岩机凿岩, 钻孔深度为5.2~5.5 m。
装岩:采用3 台HZ- 6 型中心回转抓岩机、小挖掘机配合人工清底、装岩。
提升:配备3 套独立的提升机配以5 m3矸石吊桶, 进行井筒排矸及物料、设备运输。
砌壁:采用吊盘固定式分灰器配合MJY4.2 型整体金属下移钢模板砌壁[1]。
施工工艺流程包括凿岩、爆破、通风安检、出矸找平、立模浇筑、出矸清底。
2.2 设备配套情况
2#副立井井筒主要施工机械设备如表2 所示。
3 施工效果分析
3.1 凿井施工设备能力分析
Ⅵ型亭式金属凿井井架可满足深度1 500 m、净直径10.0 m的立井井筒凿井的施工需要[2]。
大海则2#副立井井深677.4 m, 最大荒径为14.7 m, 模板段高为4.2 m, 采用3 套型号分别为2JK- 4 ×2.65/18、2JKZ- 3.6/13.23、JKZ- 2.8/15.5 型提升机的单钩提升系统, 其中2 台双滚筒提升机用作单绳提升。
按最大荒径、最深井深, 3 套提升系统均采用5 m3矸石吊桶、休止时间180 s计算, 3 套提升系统的提升能力分别如表3 所示。
3 套提升系统合计提升能力168.5 t/h, 模板段高为4.2 m, 凿岩一模段高矸石总量为1 283 m3, 提升一模段高矸石总量所占用的总时间为7.6 h。
3.2双联伞钻应用效果分析
以2#副立井井筒每循环伞钻凿眼个数296 个眼位、眼深4.5 m为基础计算, SYZ6×2- 15 型双联伞钻凿眼速度为9 min/ 眼, SYZ6×2- 15 型双联伞钻每个循环凿眼时间需3.7 h, 凿眼时间较以前使用的FJD- 8 型伞钻缩短了1.85 h, 提高了凿眼速度。对于井筒掘砌施工 (30~677 m, 计647 m) 来说, 施工时间可缩短12 d。经计算使用双联伞钻节约人工费54 万元、材料费11.1 万元、机械费12.1 万元、辅助费24.5 万元, 共计节约费用101.17万元。
3.3 挖掘清底效果分析
通过对基岩段人工清底和挖掘机清底的费用进行比较, 发现挖机清底用时4 h, 较人工风镐清底用时缩短3 h, 该井筒基岩段共计施工124 个循环, 共计节约用时372 h, 约为15.5 d, 基岩段人工和挖掘机清底费用比较如表4 所示。
由表4 中可以看出, 在基岩段施工中, 使用挖掘机清底比人工清底节省费用846 514 元。
3.4 吊盘固定式分灰器应用效果分析
施工过程中改进了井壁混凝土浇筑工艺, 商品混凝土通过底卸式吊桶下放至上吊盘固定式分灰器上方, 通过打开固定式分灰器折页式接灰盘, 溜至分灰器经铠装耐磨胶管对称入模。分灰器安装在吊盘正中, 平时接灰溜槽为收起状态, 打灰时接灰槽为打开状态, 每次打灰不需要再进行分灰器的下放和提升, 在确保施工安全、工程质量的前提下, 杜绝了分灰器上下提升运输的安全隐患, 每个循环, 减少了因分灰器上下的辅助时间约为1.5 h, 在加快施工速度的同时, 也节省了人员的投入[3]。
吊盘固定式分灰器示意如图1 所示。
3.5 凿井施工工序时间分析
根据施工组织设计工期安排, 30~610 m段井筒外壁掘砌 (第二个整体浇筑位置) 计划工期为177 d, 平均的成井速度为3.28 m/d, 每月成井98.3 m/ 月。2#副立井井筒在该段井筒施工中, 平均月成井为105 m/ 月, 平均每天的成井速度为3.5 m/d, 实际施工工期166 d, 比计划工期提前11 d。基岩段部分循环时间统计如表5 所示。
从表5 可看出, 每循环的打眼、出矸找平、砌壁、清底的平均时间分别为6.5 h、6.1 h、4.6 h、6.4 h, 一个循环时间为23.6 h。每月可完成循环30个, 实现成井126 m;如考虑有5 d影响的话, 也可完成循环25 个, 实现成井105 m, 与上述统计的30~610 m段井筒外壁掘砌速度是一致的。
在井筒基岩段施工中, 分别于2013 年10 月、11 月、12 月实现成井110 m、112 m、105 m, 受到了上级部门和业主的嘉奖。
4 结语
针对超大直径立井井筒施工中凿井施工设备能力、双联伞钻应用效果、挖掘机清底效果、吊盘固定式分灰器应用效果、凿井施工工序时间等进行了分析, 总结了各个施工环节成功的做法, 节约了大量的人力、物力和财力, 提高了施工速度, 缩短了施工工期, 提高了经济效益和社会效益, 获得了较为科学、详细的第一手数据, 为类似工程施工积累了经验。
参考文献
[1]印东林, 闫振斌, 张绪刚.孔庄煤矿混合井井筒基岩段快速施工技术[J].能源技术与管理, 2010 (5) :77-79.
[2]闫振斌.印东林千米立井关键装备配套快速施工技术[J].建井技术, 2013 (4) :4-7.
五阳煤矿扩区副立井井底车场设计 篇9
关键词：五阳煤矿扩区,副立井,井底车场,辅助运输,轨道
1概述
五阳煤矿扩区位于潞安矿区北部, 隶属山西潞安环保能源开发股份有限公司。五阳煤矿扩区工程属于五阳煤矿的正常接续工程, 煤炭运输由现有五阳煤矿主斜井担负, 扩区范围内新增一个副立井 (井口标高+956.3m) 和一个回风立井 (井口标高+967m) , 担负扩区工程的辅助运输与进风任务。扩区布置有一个综采放顶煤工作面, 设计年产量达到3.0Mt/a, 井下总需风量为400m3/s。扩区煤炭运输采用胶带输送机, 辅助运输采用有轨运输系统。扩区可采煤层共3层 (山西组3号和太原组15-1号、15-3号) , 目前五阳煤矿主要开采3号煤层。3号煤层顶板岩性为泥岩、砂质泥岩, 底板岩性为黑色泥岩、粉砂岩。3号煤层有爆炸危险性, 属不宜自然煤层, 地温、低压属正常区。井底车场位置设计在3号煤层顶板较为稳定岩层中, 井底车场水平标高为+200m。
2副立井井底车场设计
2.1设计依据
2.1.1扩区年产量为3.0Mt/a, 年工作日330天, 井下实行“四六”工作制, 每天四班工作, 其中三班生产, 一班检修。
2.1.2副立井井筒与大巷垂直中心线距离为419.8m, 井筒进出车方向为大巷夹角为69°。
2.1.3副立井直径为8.8m, 井深756.3m, 布置一对双层宽窄罐, 装备有两套提升设备。
2.1.4井下使用1.5t矿车, 采用38kg/m轨道, 坑木、喷射材料、铺底材料、钢材共50车/班, 保健车2车/班, 火药雷管1车/天, 井下矸石40车/班。
2.1.5矿井为高瓦斯矿, 井下需风量为400m3/s。
2.1.6扩区正常涌水量为305m3/h, 最大涌水量为469m3/h, 水文地质类型为中等。
2.1.7井下布置有中央变电所、主排水泵房、等候室、爆炸材料库、蓄电池机车充电检修硐室、泥煤翻车机硐室、消防材料库、井底永久避难硐室等主要相关硐室。
2.2设计要求
2.2.1井底车场主要担负扩区的辅助运输任务, 在满足通过能力的要求下, 考虑一定的增产可能性, 并尽可能的简化系统。
2.2.2考虑井底车场的合理形式的同时, 尽量避难支护困难的巷道存在。
2.2.3井底车场布置结构简单, 运行及操作系统安全可靠, 布局合理并节省工程量。
2.2.4考虑井下通风的要求, 以及尾绳的更换问题。
2.2.5为了保护井底车场的巷道及硐室, 在其所处范围内应留设煤柱。
2.3车场设计
考虑到副立井与大巷相对位置关系、通风要求及运输能力等问题, 设计选择立式环形车场。设计井下由15辆1.5t固定式矿车组成一列车, 通过计算, 副立井进、出车线有效长度应不小于56m, 人车线有效长度应不小于42m, 调车线长度不应小于46m。综合所有因素考虑, 本次作者设计五阳扩区井底车场示意图如图1所示。
3副立井井底车场设计总结
3.1井底车场布置在3号煤层顶板稳定的砂质泥岩层中, 井下大巷及所有硐室均布置在稳定岩层中, 保证了井底车场的稳定性, 巷道支护及维护工程量较小。
3.2考虑到在矿井进、出车方向确定的前提下, 副立井筒距大巷较远的特点, 调车线布置在回车线一侧, 不影响辅运大巷里矿车的正常行驶。
3.3本矿井为高瓦斯矿井, 且井下需风量较大, 为满足井下巷道通风风速 (主要进、回风巷道风速不大于8m/s) 的要求, 设计布置了一条井底联络斜巷, 此斜巷同时也解决了井下换尾绳的问题。
3.4受巷道坡度的影响, 本设计把水仓入口位置设置在图1所示的位置, 解决了巷道坡度与水沟坡度的问题, 提高了水仓了利用率。井下主要水仓长度大于900m, 充分解决了矿井涌水量较大的问题。同时, 设计中设置了一条水仓通风联络巷, 解决了水仓入口通风的问题。
3.5井底车场的单开、对称、渡线道岔的设计运用, 使井下矿车行驶线路顺畅和灵活。
3.6井下硐室充分利用了车场环形布置的特点, 所有硐室及巷道的平面布置形式及位置较为美观和协调。
4结论
五阳煤矿扩区副立井井底车场的设计, 关系到整个五阳扩区人员、材料、设备、矸石运输系统, 工程的重要性不言而喻了。本文五阳扩区副立井井底车场设计为以后五阳扩区副立井井底车场施工图设计提供一个方案, 文中有不当之处请各位读者批评与指正。
参考文献
[1]张荣立, 何国纬, 李铎等[M].北京:煤炭工业出版社, 2010, 3.
[2]徐永圻.煤矿开采学[M].北京:.中国矿业大学出版社, 2008, 4.
煤矿立井 篇10
井筒是煤矿安全生产的关键部位,自上世纪末起,我国黄淮地区数十对矿井发生了不同程度的井筒破裂现象,严重地影响着矿山的正常运营[1]。针对井筒非采动破裂的现象,众多专家和学者相继提出了井壁附加应力说[2]、井壁施工质量说[3]、新构造运动说[4]、渗流变形说[5]以及竖井“三因素”综合破坏机理[6,7]等诸多观点。但是,由于研究对象的复杂性,立井井筒非采动破裂发生的机理研究仍然存在着诸多问题,如大部分井筒在治理后仍出现重复破裂现象。近年来,恒源煤矿的主井、副井、风井井壁均发生过破裂,其中副井井筒2013年以前已发生了4次破裂事故,通过治理修复后,2013年3月又出现了第5次破裂涌水现象。故准确掌握井筒在非采动条件下的破坏机理,为合理提出治理措施以避免重复破坏,具有重要的实践意义。
1 恒源煤矿井筒破裂特征
1.1 矿井立井井筒基本参数
恒源煤矿主井、副井、风井井壁历史上均发生过破裂。井筒直径5~6 m,表土段深140~145 m,表土层内壁厚0.5~0.6 m,外壁厚0.3~0.4 m。立井的施工方法皆为冻结法,表土段的井壁材料皆为双层钢筋混凝土。
1.2 井筒破坏状态分析
根据对矿井内的立井井筒的现场调查,截止至2015年,立井井筒发生了8次不同程度的破裂,破裂情况如表1所示。
通过与黄淮地区发生非采动破坏的立井井筒现象的对比,恒源煤矿井筒破坏的共同特点表现在以下几个方面:①井筒破坏未受到直接采动的影响,第一次破坏是发生在井筒建成后几年左右;②井筒破坏部位一般在松散层与基岩交接面附近,变形破裂范围是垂深126~134 m,多道环形破裂,尤以垂深130 m环裂隙最大;③井筒破坏时伴有声响,内壁混凝土剥落,内侧纵向钢筋均向井内弯曲;④工业广场地面有下沉现象,井筒亦有不同步下沉,井筒破坏时间一般发生在4—10月。这些现象表明,井筒破裂符合我国黄淮地区立井破坏特征,属于非采动性破坏。
2 地面沉降及含水层失水原因分析
2.1 含隔水层性质
(1)松散含隔水层。矿井发育深厚的新生界含水松散地层,两极厚度为112~192 m,平均146.7 m。松散层自上而下可划分为3个含水层和3个隔水层,含水层富水性弱至中等。隔水层(组)主要由粘土、砂质粘土层组成。厚度较大、分布稳定,可基本阻隔各含水层之间的水力联系。
(2)基岩含隔水层。井筒基岩段为二叠系下石盒组和山西组煤系地层,由砂岩、泥岩、粉砂岩、煤等组成,地下水主要储存和运移在以构造裂隙为主的裂隙中,以储存量为主。含水层的富水性受构造裂隙控制,由于岩层裂隙发育不均一,此富水性也不均一。
2.2 地面沉降与含水层失水关系
为分析工业广场附近地面沉降与含水层水位变化关系,选取主副井附近十字基桩BE2点处的沉降变化,分别与副井工业广场二含、主副井工业广场三含、主副井工业广场太灰和风井工业广场三含等水文长观孔水位标高随时间变化依次进行对比分析。主副井附近BE2点沉降与各含水层水位的对比情况如图1所示。
从图1中可以看出,主副井工业广场地表的下沉与其附近的二含水位标高的下降存在较明显的正相关关系,如图1(a)所示。当二含水位上升时,地面下沉减缓,2015年7月矿井工广用水改造后,减少了松散层的取水量,该点沉降趋于稳定。同时地表下沉与其附近的三含水位标高也存在良好的正相关性,如图1(b)所示。但与太灰及风井附近的三含水位变化的关联性相对较弱,如图1(c)、图1(d)所示。
大量的现场实测和室内试验研究表明,地表沉降与松散含水层水位下降存在正相关关系[2],如海孜、临涣以及张双楼煤矿观测数据揭示,矿井地面沉降量一般与松散含水层水位的下降关系十分明显。恒源煤矿也不例外,主副井工业广场地表下沉与松散含水层水位下降存在一定的正相关关系。
由上述分析可知,松散含水层疏水导致含水层有效应力增长,含水层压密,是工广地面沉降的主要原因。
2.3 长观孔水位动态与矿井涌水量关系
由前所述,矿井地面沉降与含水层的失水有很大的关联性。为找出本矿松散含水层失水的主要原因(地面抽水还是井下渗水),进一步讨论矿井涌水量与含水层失水的关系。
2.3.1 松散含水层水位与矿井涌水量关系
根据长观孔数据,作出二含和三含长观孔水位与矿井涌水量的变化关系,如图2所示。
恒源煤矿松散含水层水位和矿井涌水量之间的变化规律,因含水层位置与性质不同所引起的关联程度存在明显的差异性。如图2(a)所示,工业广场松散层的二含水位标高与矿井涌水量变化规律基本一致,表明由于第二隔水层的阻隔作用,在副井附近二含水基本没有进入矿井,两者之间基本没有关联性,而导致二含水位在波动中下降是由工广地面抽取该含水层水所引起。
三含水位动态变化与矿井涌水量之间在不同区域存在差异性。如图2(b)、图2(d)所示,在工广(水23长观孔)和四五采区(水19长观孔)两者之间有一定的负相关性,即矿井涌水量减少的同时,副井工业广场的水23长观孔和四五采区的水19长观孔三含水位标高有一定的增加趋势,而当矿井涌水量增大时,这2个长观孔的水位标高有一定的下降趋势。但对于同样处于三含的位于风井工业广场的水16长观孔与矿井涌水量的负相关性程度较低,如图2(c)所示。该位置三含水位整体呈上升的变化趋势,但矿井涌水量呈下降的变化趋势。
通过以上分析可以得出,三含水位的下降与矿井涌水量有一定的关系,但其水位波动下降主要是工广地面抽取该含水层水所引起。
2.3.2 太灰含水层水位变化与矿井涌水量关系
矿井涌水量与太灰水位之间关系较为明显,两者在多数观测时间内表现的变化规律呈基本相反的趋势,如图3(a)所示。同时结合图3(b)可以看出,太灰放水量与矿井涌水量以及灰岩水位直接相关性较强,矿井涌水量或太灰放水孔放水量的增减,对副井工业广场太灰含水层水位升降有一定的影响。
3 井筒非采动破裂发生机理分析
通过前面分析并结合前人研究成果,可确定恒源煤矿井筒非采动破坏的发生机理。由于地面工广取水,松散层各含水层水位下降,承压含水层中的孔隙水压力降低,有效应力增大,含水层发生压缩变形,含水层上覆土层随之发生变形。土层变形的过程中与立井井筒发生相互作用,在立井井筒外壁产生负摩擦力,负摩擦力随着土层变形的增大而加大,立井井筒在负摩阻力作用下达到井壁的破坏强度时,立井井壁发生破裂。其具体表现为立井井筒内壁混凝土剥落,内侧纵向钢筋均向井内弯曲,均为横向或近似水平的裂缝,破裂带高度1~10 m。
矿区松散层二含以及底含(三含)水位从矿井勘探到现在,根据地质报告相关资料,三含水15孔2005年3月、水16孔2014年12月水位标高分别为3.81 m、-12.33 m。与1976年三含水位标高26.20 m相比,分别累计下降22.39 m、38.53 m,降幅分别为0.75 m/a、1.01 m/a。副井附近三含水位呈持续下降的状态,二含水22孔也下降了约20 m。
又由于井筒内的风流温度随季节周期性变化,夏季和冬季副井内的温差可达18℃左右。当每年的温度上升时期(4—10月),立井井壁开始受热膨胀,使得井筒要沿纵向伸长,井壁与表土之间产生相对的运动趋势,进而使得外井壁产生向下的竖向附加力。对于每年的11月至下一年的3月,由于气温逐渐下降,井筒无论沿纵向还是径向均缩小,因此,每年的这一阶段,竖向应力增加很小。故该矿井筒破裂多发生在每年的4—10月,这与黄淮地区的井筒破裂特征相同。
4 结论
(1)恒源煤矿井筒破坏部位一般在松散层与基岩交接面附近,变形破裂范围是垂深126~134 m,多道环形破裂,尤以垂深130 m环裂隙最大。其破裂特征与我国黄淮地区立井破坏特征相似,属于非采动性破坏。
(2)通过历年矿井涌水量与二含、三含水位之间的关系以及矿井水文地质条件分析可知,矿区内二含、三含水位下降主要是由于工广地面抽取该含水层水引起的。
(3)由于地面工广取水,含水层失水压缩变形,土层下沉时对井筒外壁产生负摩擦力,负摩擦力随着土层变形的增大而加大,一旦达到井壁的破坏强度时,立井井壁发生破裂。
参考文献
[1]王建军,骆念海,白振明.开采引起的层间滑动与黄淮地区煤矿井筒破裂关系研究[J].岩石力学与工程学报,2003,22(7):72-77.
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