赵家寨煤矿

赵家寨煤矿（精选六篇）

赵家寨煤矿 篇1

1直接法测定

1.1地点选择

同一地点应打2个测压钻孔, 钻孔距离应在其相互影响范围外。除石门测压外, 其见煤点的距离应不小于20 m;测定地点应选择在石门或岩巷中;钻孔应避开地质构造裂隙带、巷道的卸压圈和采动影响范围;测压见煤点应避开地质构造裂隙带、巷道、采动及抽放等的影响范围;选择瓦斯压力测定地点应保证有足够的封孔深度;压力测定地点宜选择在进风系统中行人少且便于安设保护栅栏的地方。

1.2钻孔施工原则

①钻孔的开孔位置应选在岩石完整的位置;②钻孔施工应保证钻孔平直、孔形完整, 穿层测压钻孔宜穿煤层全厚;③钻孔施工好后, 应立即清洗钻孔, 保证钻孔畅通;④在钻孔施工中应准确记录钻孔方位、倾角、长度、钻孔开始见煤长度及钻孔在煤层中长度, 钻孔开钻时间、见煤时间及钻毕时间;⑤钻孔施工完后应在24 h内完成封孔工作。

1.3测试结果

此次测定严格按照《防治煤与瓦斯突出细则》和《煤矿井下煤层瓦斯压力的直接测定方法》等相关技术标准, 根据赵家寨煤矿的实际情况, 采用直接法测试二1、二3煤层的瓦斯压力。瓦斯压力测试结果见表1。

2间接法测定

由于一些测点不具备瓦斯压力的测定条件, 以及为了取得更多的参考数据, 在每个测点测定参数的基础上, 按照朗格缪尔方程进行反演, 其反演公式如式 (1) , 其反演结果见表2[1,2]。

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式中, X为纯煤 (煤中可燃质) 的瓦斯含量, m3/t;P为煤层瓦斯压力, MPa;a为吸附常数, 煤的极限吸附量, m3/t;b为吸附常数, MPa-1;ts为实验室做吸附试验的温度, ts=30 ℃;t为井下煤体温度, ℃;Mad为煤中水分含量, %;Af为煤中灰分含量, %;K为煤的孔隙容积, m3/t;k为甲烷的压缩系数;n为系数, n=0.02/ (0.993+0.07P) 。

3结论

对赵家寨矿二1、二3煤层原始瓦斯压力进行了现场测定及实验室测试, 并对实测结果进行了分析。

(1) 采用主动测压方法, 表2瓦斯含量点间接计算瓦斯压力应用聚氨酯、速凝膨胀水泥封孔测定煤层瓦斯压力技术, 测得二1煤层瓦斯压力在0.36～0.45 MPa之间, 平均为0.41 MPa;测得二3煤层瓦斯压力在0.20～0.21 MPa之间, 平均为0.21 MPa。

(2) 根据赵家寨矿二1、二3煤层瓦斯压力测定的结果, 赵家寨煤矿的瓦斯含量相对比较低, 故瓦斯因素不是影响矿井生产的主要因素[3]。

摘要：煤层的瓦斯压力是矿井瓦斯基本参数之一, 它对煤层突出危险性评价、掌握煤层瓦斯赋存规律, 进行矿井瓦斯涌出治理, 瓦斯抽放以及煤与瓦斯突出的防治等工作均具有重要意义。介绍了煤层瓦斯压力测定方法及过程, 根据现场测定数据算出煤层瓦斯压力, 并分析了瓦斯对矿井生产所产生的影响。

关键词：煤层,瓦斯压力,直接测定,间接法

参考文献

[1]王佑安.矿井瓦斯防治[M].北京:煤炭工业出版社, 1997.

[2]俞启香.矿井瓦斯防治[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1992.

赵家坝煤矿用电管理制度1 篇2

一 总则

第一条：为加强企业管理，保证安全用电，节约能源，杜绝浪费，建立节约型社会，特制定本制度，相关单位和个人必须严格执行。

第二条：关于生产用电，非生产用电和转供电的范围如下：

1、生产用电：

（1）井下和地面采掘运机修等生产和辅助生产以及直接为生产服务的加工等设备用电为生产动力用电。

（2）井下硐室、车场、地面车间、厂房工业广场、运输道路、浴室等处的照明属生产用电。

2、非生产用电：路灯、办公场所、公益场所等处用电。

3、转供电不属矿区供电范围的生产、生活用电、均属转供电。

二 管理组织

第三条全矿生产、非生产和转供电等各项工作，由机电科全面负责。

第四条为加强用电管理，节约能源，杜绝浪费，机运科负责全矿重大节电措施和管理工作、督促有关单位贯彻执行。

三 生产用电管理

第五条全矿生产用电、由机运科根据生产计划和部署情况，进行调整部署机电设备，并编制矿井年、月用电计划和节电措施意见。

第六条全矿各单位按生产需要必需增加设备和用电时，必须提前向机电科提出书面计划和要求，以便安排计划，第七条在生产条件突然变化和处理灾害事故等特殊情况下，矿领导指示或会议决定或调度命令调整或设备增加时，机电科必须立即安排解决。

第八条对在用电气设备，要切实加强维护，认真执行巡回检查制度和计划检修；严格执行电气试验、检修规程；井下电气设备必须作到“三无”“四有”“两齐”“三全”“一坚持”。坚持定期每月一次完好检查和不定期的巡视检查制。保证电气设备完好率在90%以上，确保生产安全。

第九条对地面车间、硐室、机房和主要设备，实行装表计量，并按用电计划指标进行考核，实行奖惩。

四 非生产用电管理

第十条各单位非生产用电的增加，减少和调整，必须提出书面计划送机电科，统一安排电工进行安装，拆除和调整工作。其他人员不得从事装、拆、调整工作，否则按私拉乱接处理。

第十一条非生产用电，实行装表计量，计划用电，月终抄表，按计划指标进行考核，实行奖惩或计度收费。

1、办公室场所等单位用电，由机电科下达用电计划，每月抄表考核，按计划指标进行考核，实行奖惩或计度收费。

2、各单位在未经矿领导或机电科批准同意并办理手续前，不得擅自将公房内的照明设施私拉乱接，发现时处罚该单位领导和同意人员100—200元。

3、路灯安装地点和容量，一律由机电科决定，不准私拉乱接，不准将路灯拉进室内照明。

五 转供电管理

第十二条凡需我矿转供电的单位或个人，必须提出书面申请，说明用电设备名称、容量、用途等。送机电科研究并报矿领导批准后，由机电科负责签定供用电合同。严格执行合同规定的用电时间，用电量，安全用电，装表计度，电费每期结算等有关条款。

第十三条转供电费，按现行规定，每时结算办法办理，电价按一步电价制，包括线路传输损失。

第十四条凡我矿转供用户，不注意用电安全，不执行合同，不遵守矿内的规定和安排、不按期缴纳电费等，我矿有权停止转供。如发现窃电行为，按窃电规定罚款。

六 纪律和违纪处理办法

第十五条生产、非生产、转供用电，都必须由机电科统筹安排。凡未经安排而接电使用者为私拉乱接。严禁私拉乱接，确保安全用电。

1、发现私拉乱接用电的单位时，没收其设备、电器、导线等器材外，处罚当事人100—200元。

2、公益场所、办公场所、生产场所用照明严禁出现长明灯，一经发现处罚单位负责人处100—200元罚款。

3、严禁将公益场所、生产场所用电作私人用，一经查出，按偷窃电论处，并处当事人200元以上罚款和没收用电器。公益场所、生产场所未经矿机运科同意，严禁使用电炉，一经查出，没收电炉，并对所在单位负责人处100—200元罚款。

第十六条对计度装置和灯具等必须爱护。损坏都要赔偿。不准乱动电度表，包括铅封、接线等。发现乱动要罚款。

1、发现电度表不转或转动不正常时，必须立即报告检查、修理或更换。当月电费，按具体情况决定计收。

2、发现乱动电度表、铅封、电度表的进、出导线时，一律按偷电行为处理，即加收3—6个月电费，电费按接用电器容量，每天10小时计度，每度0.665元计收，并处偷电罚款100—200元。

转供用户偷电者，仍按此款办理。

3、车间、厂房、硐室、车场、工作场所、办公室和宿舍室内外等各处装用的电器，包括设备、计度装置、照明灯具等，使用者必须妥善保管和爱护。凡有意或无意损坏者，一律照价赔偿。

七 加强管理、保证安全、节约能源、降低电耗

第十七条要作到供用电安全、保证生产正常进行，杜绝浪费、必须加强管理。

1、全矿各单位，特别是具体业务管理和操作设备的职工，必须严格执行安全规程、操作规程，以及有关的规章制度。机电科和有关部门必须加强对职工供用电安全和遵章守纪的教育，在生产、工作中严格督促检查，及时解决存在问题，防止和杜绝事故。

2、设备运行必须认真按采、掘生产正规循环作业图表安排的时间启、停，没有规定时间的按调度命令执行。但操作人员必须充分掌握运行情况，尽可能防止空转和无效运行，节约电能。

3、机电科必须随时了解掌握生产需要，及时调整设备和运行时间，杜绝大马拉小车和无效运行。

4、努力提高力率，最低要求达到85%，杜绝电能浪费。

5、必须持之以恒推广行之有效的节电经验。

6、认真执行电力系统的调度命令，作好错峰填谷工作。保证系统内供电安全。

第十八条每月对进行生产、非生产和转供电进行抄表。统计分析用电情况，提出进一步节电措施，不断降低电耗。

八 附则

罗克休泡沫在赵家寨煤矿的应用 篇3

赵家寨煤矿现处于基建时期, 矿井还没有开始回采, 12202掘进工作面采用综掘机掘进、36U型钢支护, 巷道断面14.3 m2, 巷道掘进断面较大, 在施工过程中, 如果顶板控制不好, 极易出现空帮空顶和冒顶现象, 如果高冒区不及时进行处理, 很容易造成煤层高温发火。12202回风巷掘进工作面350 m处巷道在施工过程中出现过冒顶, 巷道冒顶后施工队没有严格按照措施要求进行充填处理, 而是采用在支架上覆遮挡物进行覆盖。虽然后来又对此段巷道进行了注水处理, 但由于注水对于顶空巷道高温治理作用不大, 致使巷道仍然向冒顶区漏风, 导致出现煤层自燃现象。经研究决定采用喷射罗克休泡沫来处理高温发火问题。

1 高发倍罗克休泡沫的特性及作用

高发倍罗克休泡沫是采用催化剂和树脂2种化学材料, 经过30 s左右的化学反应生成的一种具有速凝固、高倍膨胀的泡沫, 膨胀体积为原来的20～30倍;有良好的抗压能力, 经得起一定的压力;本身具有抗燃阻燃性能, 不蔓延火焰;具有速凝性, 在短时间内能够硬化, 对裂隙空洞有很好的充填作用, 在井下治理煤层高温发火方面具有危险性小、灭火效果快等特性。

2 罗克休用量计算

高发倍罗克休用量主要是根据井下现场巷道空顶情况及空顶体积进行计算的, 一般可按下式进行计算:Q=V× (1+i) d/ (n×25) 。其中, Q为材料用量, 桶;V为空洞体积, m3;i为系数或备用量, 一般取10%;d为罗克休密度, 一般取1.26 t/m3;n为发泡倍数, 20～30倍;25为材料质量, 25 kg/桶。

3 施工方法

注射罗克休使用的是专用气动泵, 气动泵将树脂和催化剂分别以4∶1的比例输出, 2种材料在混合枪处混合后送入注浆管, 2种材料在进入空洞后迅速发泡膨胀变硬 (图1) 。

需要注意的是在注射罗克休泡沫时, 需要提前在空顶位置 (范围) 内施工1个或者1组钻孔, 当1个孔压力上升达到1 MPa时应停止注射, 可以换其他孔进行注射。换孔时应注意:①关闭气动泵阀门, 打开混合枪催化剂卸载阀进行卸压;②开泵, 用树脂材料冲洗混合枪;③换孔、开泵、关闭卸载阀进行注射;④全部注射完成后, 打开混合枪处卸载阀, 将吸液管插入由氢氧化钠 (NaOH) 配成的清洗液内, 对管路和泵进行冲洗, 直到无泡沫喷出为止。

4 技术措施

(1) 现场安全保护措施。

实行救护队员现场跟班制, 每班由2名队员携带氧气呼吸机、多种气体检测仪、红外温度测定仪等仪器进行现场跟班;通风科每班派1名技术人员现场跟班进行技术指导;在12202回风巷回风联巷口安装1台CO传感器, 进行不间断监测。

(2) 注射罗克休安全保证措施。

①因罗克休泡沫混合后发泡、膨胀、变硬反应时间短, 易堵塞管路和混合枪, 所以要求现场操作人员必须做到熟练操作、动作迅速。②施工前一定要准确计算空顶体积, 备足注射用料。③因罗克休属于化学材料, 对人身有一定的腐蚀性, 现场施工人员应佩戴橡胶手套和防护眼镜等防护用品。

5 应用情况

5.1 12202回风巷煤层自燃的原因

12202回风巷掘进工作面在掘进过程中时常发生冒顶现象, 经过分析后认为发生煤层自燃的这一段巷道在掘进过程中发生过比较严重的冒顶现象, 巷道冒顶后施工队没有严格按照措施要求进行充填处理, 而是采用在支架上用遮挡物进行覆盖。虽然后来又对此段巷道进行了注水处理, 但巷道仍然向冒顶区漏风, 导致最后出现煤层自然发火现象。

5.2 处理措施

由于此前没有对巷道进行喷浆处理, 如要喷浆封闭巷道, 时间长, 工作环节多, 不利于对火区的治理, 决定采用注射高发倍的罗克休泡沫进行充填处理, 以达到及时封闭冒顶区、堵塞漏风裂隙的目的。

具体施工情况:根据现场情况及巷道空顶范围, 决定施工2组共6个钻孔 (即每组施工全断面钻孔3个) , 钻孔统一进行编号管理, 1#孔垂直于巷顶, 2#、3#孔与1#孔分别成65°夹角, 孔深不小于4 m。

5.3 效果分析

自采用注射罗克休的方法对此段巷道进行处理后, 此段巷道及观察钻孔温度有了明显下降 (图2) , 且温度在较长的时间内比较稳定。可以认为此处高温点已经消除, 注射罗克休防灭火取得了一定的成效。

6 结语

采用注射高发倍罗克休泡沫进行矿井高温发火的治理, 虽然具有灭火速度快、时间短、易操作等优点, 但是此种材料造价比较贵, 在处理大范围空顶 (高温) 时不经济。所以在以后的巷道施工过程中要加强工程质量和顶板控制, 杜绝空帮空顶作业。对于出现冒顶的巷道一定要制订措施进行处理, 严禁进行遮挡等不符合要求的处理, 工程管理部门及通风部门要建立巷道冒顶台账, 对处理情况定期进行检查, 煤巷掘进工作面要加强掘进面浅孔静压注水措施的落实, “先注后掘、短掘短支”, 严防落煤冒顶。

摘要：分析了矿井在生产建设过程中煤巷掘进工作面煤层自然发火的原因;根据矿井实际情况确定采用罗克休泡沫进行防灭火处理, 并制定了相应的技术措施。介绍了高发倍罗克休材料的特性及施工方法。结果表明, 利用高发倍快膨胀材料治理矿井高温发火, 达到了矿井防灭火的目的。

赵家寨煤矿 篇4

关键词：巷道,掘进,新型支护

1 工程概况

随着中厚煤层资源逐渐减少, 薄煤层的开采逐渐受到煤炭企业的重视。赵家寨煤矿的二3煤层是煤厚0.80~1.30m的薄煤, 面积约22.5km2。二3煤层伪顶为炭质泥岩, 发育不稳定, 老底为大占砂岩, 岩性为中细粒砂岩, 平均厚度11.66m。伪底为炭质泥岩, 发育极不稳定。

二3煤层基本上属薄煤层, 薄煤层工作面上、下付巷的掘进在郑州矿区还处于摸索试验阶段, 科学合理选择确定薄煤层巷道支护方式是保证安全生产和提高经济效益的关键。

2 原有支护失稳破坏原因分析

目前郑州地区可供选择的薄煤层支护方式有U型钢支护、矿工钢支护和锚网支护三种。其次, 郑州矿区常用的拱形支架由于底板底臌和支架抗侧压能力差, 可视为可动铰支座模型。无论是以锚网支护为代表的主动支护方式还是以棚式支架为代表的被动支护形式, 都存在由于支护承载结构结构性失稳、破坏导致的支护失效问题。

此外, U型钢棚具有高阻、可缩和护表性能强的特点, 在软岩巷道中得到广泛应用。但现有二3煤层巷道基本上跟顶掘进, 可缩性支架承载性能难以发挥, 而且U型钢棚式支架一次性投入成本较高, 故在薄煤层工作面回采巷道中很少使用。而采用矿用工字钢棚, 支护成本仅为U型钢棚的1/4~1/5, 巷道支护成本大大降低, 而且架棚工序相对简单, 在薄煤层工作面中得到广泛应用。但采用该支护方式, 由于支架本身结构稳定性较差, 支架很容易产生失稳、破坏, 巷道使用断面难以得到有效保障, 在巷道服务期间需进行多次扩修, 巷道综合维护成本较高。

3 高强稳定型耦合支护补偿原理

3.1 结构补偿原理分析

井下支护, 无论是被动支护, 还是主动支护, 其实质都是在围岩的浅部形成具有自稳能力的承载结构。支护作用本身就是要控制围岩的过度变形, 防止支护—围岩结构失稳破坏, 这就涉及到支护结构本身的稳定性问题。

大量的工程实践表明, 棚式支架安全性较好, 因而常常被采用。但由于巷道围岩变形初期, 支架不能及时产生较大的支撑力, 处于被动支护状态, 顶板常发生离层, 两帮岩体破裂、片帮, 并产生塑性流变。在塌落顶板的松动压力和两帮塑性流动产生的变形压力的作用下, 巷道围岩和支架发生明显变形。

支护—围岩结构补偿原理就是针对支护—围岩结构承载的薄弱环节, 采取措施减小支护—围岩结构受到的内力, 提高支护—围岩结构的承载能力。因此, 井下常见顶梁弯曲后打点柱, 打点柱作用是在梁的中部施加一向上的力, 以提高梁的抗弯能力。

3.2 理想结构补偿体力学特性分析

基于巷道支护结构补偿的基本目的, 理想的结构补偿体应具备以下特性: (1) 增阻快。结构补偿的首要目的是通过施加补偿力降低基本支护体承受的应力, 能够提供足够的补偿力降低支护结构承受的应力。 (2) 承载主动性。能够通过施加预应力达到及时补偿目的, 并通过补偿体与围岩相互作用过程中产生的结构补偿力提高支护承载结构的稳定性及承载能力。 (3) 高承载能力。保证持续对支护承载结构提供结构补偿力。

3.3 结构补偿合理位置分析

耦合位置对梁结构补偿作用影响分析。采用耦合装置对棚式支架进行结构补偿时, 涉及到耦合装置的合理位置。通过实验证明:在耦合装置给梁结构提供同样力T的情况下, 耦合装置位于处梁结构产生的最大弯矩, 比耦合装置位于处梁结构产生的最大弯矩小, 即能使组合梁结构承受更多的载荷。所以将耦合装置布置在处支护效果更好。

4 高强稳定型耦合支护技术方案

针对赵家寨煤矿二3煤层巷道围岩的特点, 高强稳定型耦合支护技术方案如下:

高强稳定型耦合支护以12#矿用工字钢棚作为基本支护, 棚距1 000mm。同时, 要求支架与围岩间的不均匀间隙必须充填密实, 同时针对支架结构稳定性差的特点, 采用φ17.8×5 000mm高强预应力锚索 (材质为1860钢绞线) 在巷道顶部对支护结构进行结构补偿。结构补偿间排距为1 200mm×1 000mm, 孔深4700±100mm, 每根锚索孔采用1支K2335和1支Z2550树脂药卷, 并且要求每根锚索的预紧力不小于9T。此外, 利用废旧12#工字钢根据所示参数加工锚索托梁, 然后按照一根锚索配一根梁、一根梁托两棚的方式安装托梁, 将棚式支架与锚索耦合为一体。

5 支护形式经济比较

以100米巷道为例, 采用棚距800mm的矿工钢单棚支护和棚距1米的矿工钢+锚索支护。

(1) 矿工钢单棚支护。 (工字钢0.45T×4444元/T+塑料网1.25m2×8元/m2+椽子30根×2.9元/根+撑杆10根×2.5元/根) ×100米=22.02万元。

(2) 棚距1米的矿工钢+锚索支护 (工字钢0.36T×4 444元/T+塑料网1.25m2×8元/m2+椽子24根×2.9元/根+撑杆8根×2.5元/根+锚索0.5根×70元) ×100米=按100m长巷道投入支护材料成本为18.37万元。矿工钢支护可100%回收复用, 加上10%的折旧费 (含整形费) , 其它材料均按不可回收计算。实际投入成本采用棚距800mm的矿工钢单棚支护和棚距1米的矿工钢+锚索支护每100米节省0.25万元。

6 结语

赵家寨煤矿 篇5

1工程概况

赵家寨煤矿西风井井筒位于井田西翼14采区浅部, 担负着14、24采区的回风任务。井口标高为+131.5 m, 设计深度291.3 m, 净直径为5.5 m, 最大掘进直径为7.5 m, 井壁标高-122.5～+120.5 m为双层钢筋混凝土支护, 外壁厚450 mm, 内壁厚400 mm, 强度C50;井壁标高-159.0～-122.5 m为单层钢筋混凝土支护, 壁厚850 mm (450 mm) , 强度C50 (C35) 。冻结段外壁缓压保温层材料为聚苯乙烯泡沫塑料板, 厚50 mm, 内外壁之间铺设2层聚氯乙烯料薄膜, 厚度2×1.0 mm。

2地质及水文地质条件

根据井检孔资料, 该井筒地层自上而下揭露地层系统依次为第四系、第三系、二叠系下统下石盒子组。第四系、新近系洛阳组主要由粉土、粉砂、粉质黏土、砂质黏土组成, 总厚度170 m, 局部黏土层具有膨胀性, 对施工会造成一定影响。二叠系下统下石盒子组主要由角砾岩、泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、细粒砂岩、中粒砂岩组成, 厚度145 m。

该井筒含水层分别有第四系砾石层含水层 (厚6.7 m) 、基岩风化带顶部砂岩、基岩风化带砂岩、三煤段砂岩及破碎带、二1煤顶板砂岩。主要含水层基本情况见表1。

注:第四系砾石层属季节性渗透补给。

3冻结方案确定

(1) 根据井检孔资料和附近井筒涌水量情况分析, 表土层底部基岩下部仍有含水层, 因此需把冻结孔穿过基岩的含水层, 冻结至马头门位置 (274 m处) 。

(2) 冻结壁在表土层内以承载为主, 而基岩段以封水为目的;表土层和基岩段不同的冻结目的, 需采用长短腿差异冻结法。

(3) 根据井筒冻结壁设计原则, 表土较浅 (<200 m) 时采用单圈冻结, 对于深厚 (>300 m) 表土层采用双圈或三圈。

由于该井筒表土层为170 m, 因此, 冻结方案选单圈长短腿差异冻结法, 浅孔180 m、深孔274 m[1]。

4冻结参数计算

(1) 冻结壁厚度。按照无限长圆筒弹塑性理论 (多姆克公式) [2]推导, 即:

E=R[0.29 (P/K) +2.3 (P/K) 2] (1)

其中, E为冻结壁厚度;R为井筒掘进荒半径, 3.65 m;P为计算深度的地压, 1.963 MPa;K为控制层地层在-7 ℃时瞬时抗压强度 (11 MPa) , 取安全系数为2.5, 则其允许计算抗压强度K=4.4 MPa。

代入数据计算得E=2.143 m。

考虑井筒开挖荒径的大小、开挖前冻结时间及开挖速度, 冻结壁厚度E取2.2 m。

(2) 冻结圈径确定。冻结孔布置圈径D按式 (2) 计算:

D=D0+1.1E+2A (2)

其中, D0为井筒掘进荒直径, 7.3 m;A为冻结孔允许内偏斜值, 表土段≤0.3 m, 基岩段≤0.5 m。在满足上述条件的同时确保冻结孔距离荒径最小距离不小于1.2 m。

代入数据计算得D=10.3 m。

(3) 冻结孔数目。单圈冻结时, 冻结孔数目N按照式 (3) 计算[1]:

N=πD/L (3)

其中, D为冻结孔布置圈径, 10.3 m;L为冻结孔开孔间距, 取1.24 m。

代入数据计算得N=26个。

根据计算结果赵家寨煤矿西风井冻结孔平面布置如图1所示。

5井筒施工

5.1施工方案

根据井筒技术特征及设备配置, 结合井筒快速施工要求, 确定采用立井机械化配套装备、三掘一砌作业的方案。首先采用小型挖掘机直接破土装罐和人工风镐刷帮, 进入井筒全部冻实段或进入风化基岩段后, 采用钻爆法施工, 而后用挖掘机或中心回转抓岩机直接装罐和人工风镐刷帮。外壁砌筑采用4.2 m高单缝伸缩式整体移动金属模板, 三掘一砌浇筑;内壁砌筑采用1.2 m高金属滑模模板, 自下而上一次连续浇筑。

配套设备采用新IVG型钢管井架, 2套单钩提升。主提升选用2JK-2.5/20型矿井提升机, 配2 m3吊桶;副提升选用JK-2.5/20型矿井提升机, 配2 m3吊桶;井架上设矸石仓, 混凝土采用2 m3底卸式吊桶输送。

5.2施工措施

(1) 表土层段。

由于该井筒位置表土层厚度达170 m, 主要以粉土、粉砂、粉质黏土、砂质黏土组成, 具有膨胀性, 冻结壁强度低, 蠕变值较大。为确保安全快速施工, 需采取以下措施:①选择合理的段高, 缩短井帮裸露时间, 严格控制径向位移量;②加大井壁与围岩之间的释压空间, 采用卸压槽和泡沫塑料板;③提高外层井壁的早期强度和整体强度, 阻止冻结壁位移进一步发展, 可采取锚网临时支护和在混凝土中添加高效防冻早强减水剂等。

(2) 基岩段。

①根据冻结管倾斜情况, 及时调整周边眼位置, 确保周边眼孔距冻结管不小于1.2 m;②控制总装药量, 周边眼装药长度不应超过孔深1/3, 单位体积岩石炸药量不大于1.2 kg/m3;③根据冻结情况, 必要时采取锚网或锚网喷临时支护;④加强井壁温度观测, 检查时沿井壁对称选4个测点, 孔深50 mm, 采用测温计进行检查;⑤在已砌井壁刃脚处挂铅垂线, 检测垂线与井帮位移的变化。

6结语

(1) 单圈长短腿差异冻结法满足设计及施工需要, 技术可靠, 经济合理, 可控性好, 可操作性强, 大大缩短了冻结时间和建井工期。

(2) 机械化装备是快速掘进的基础, 从井筒开挖到井筒落底只用了2.2个月, 表土层段单进为150 m/月, 基岩段单进为120 m/月, 实现了井筒安全快速施工。

参考文献

[1]袁亮, 葛世荣, 黄盛初, 等.煤矿总工程师技术手册[M].北京:煤炭工业出版社, 2010.

赵家寨煤矿 篇6

赵家寨煤矿31118工作面开采二3煤层, 距离其下赋存有开采二1煤层的12210工作面, 两层煤垂直平均距离27m, 相互开采所产生的相互扰动值得研究, 同时也需要通过现场测试验证其合理水平错距的设置。

1 近距离开采两工作面空间位置关系

赵家寨煤矿31118上工作面位于31采区的西翼上部, 其下部正在掘进的12210工作面位于12采区西翼上部, 其上付巷采用外错式布置, 外错距离17m, 下付巷采用内错式布置, 内错距离18m, 两工作面的空间关系如图1所示。

2 两工作面开采影响采用的监测方法

考虑到两工作面开采顺序, 即要求12210下工作面滞后31118上工作面开采一定距离进行联合开采, 由图1的空间关系, 我们可以有条件在首先不进行开采的12210下工作面内及时安装仪器进行顶板岩层的变形监测, 从而测试上工作面对下工作面有一定距离, 然后超过下工作面整个推进过程对下工作面的开采影响。且12210下工作面应布置于31118上工作面开采形成的减压区内, 在上工作面开采顶板冒落基本稳定后再进行开采, 以保证下工作面不受上工作面煤层顶板冒落引起的冲击压力的影响。因此上、下两工作面合理的开采水平错距的设置非常重要。

为了确定上下煤层近距离工作面相互开采影响, 现场试验采用顶板动态仪、多点位移计监测两工作面间岩层的动态变形。

2.1 顶板动态仪和多点位移计工作原理

顶板动态仪采用KY-82机械式顶板动态仪。该仪器是用于煤矿井下监测顶底板位移、巷帮围岩裂隙发育等情况的智能化仪表, 能够测量岩层位移变化情况, 测量顶底板移近量, 需要连续观察, 可以估测移近速度, 进行采场来压预测, 检测支撑压力高峰位移值等。在12210下工作面液压支架之间安装两个顶板动态仪, Ⅰ#顶板动态仪安装在12210工作面切眼距下付巷23m处, Ⅱ#顶板动态仪安装在12210工作面切眼距下付巷120m附近, 对工作面顶板下沉量进行观测。

顶板不同岩层的位移采用KDW-1型机械式多点位移计。该仪器由孔内固定器、位移传动装置、孔口测读装置组成。根据现场实际量测需要, 量测深度和测量点数可以相应的变化, 一般每个钻孔内布置3~4个测点, 一个测点安装一个孔内固定器, 测点深度与巷道表面距离根据需要确定。在每个测站位置, 安装深度为12~20m, 2~3个多点位移计测孔, 测孔直径28mm, 与水平方向呈一定角度。在31118工作面上付巷安设一个深基孔观测站 (即Ⅰ#号测站) , 距12210工作面水平距离为10m, 测站内设两个观测钻孔 (即 (1) 号、 (2) 号深基孔) , 钻孔角度分别为60°和70°, 钻杆直径为28mm, 长度为15m。在12210工作面下付巷安设另一个深基孔观测站 (即Ⅱ#测站) , 观测站位于距12210工作面最近的钻场内, 距离约50m。测站内设两个观测钻孔 (即 (3) 号、 (4) 号深基孔) , 钻孔角度分别为45°和60°, 钻杆直径为28mm, 长度为15m。根据现场实际钻孔施工情况, 在每个深基孔内2m、8 m、14 m处各设置一个测点, 每个深基孔内设置3个测点。

当深基点安装完毕后, 进行初次测量, 记录多点位移计外露钢丝的初始长度, 在随后的开采过程中, 每天进行观测, 测量钢丝绳外露长度、每次测量3次读数, 取其平均值, 记入井下观测记录表中, 以便整理后供进一步分析使用, 直到工作面推到测站位置监测停止。

2.2 顶板动态仪和多点位移安装位置

在12210工作面液压支架之间安装两个顶板动态仪, Ⅰ#顶板动态仪安装在工作面切眼距下付巷23m处, Ⅱ#顶板动态仪安装在工作面切眼距下付巷120m处, 顶板动态仪的安设位置如图2所示。

在31118上付巷和12210工作面下付巷7号钻场 (距工作面最近的钻场) 安装多点位移计, 多点位移计测站布置位置如图3所示。

3 现场监测结果分析

根据观测记录表的数据, 以上工作面推过下工作面的距离为横坐标, 以顶板每天下沉量为纵坐标, 绘制成上、下工作面错距与下工作面顶板下沉量的关系曲线, 1#测站顶板变形速率曲线如图4所示, 各测站曲线变化规律基本相似。12210工作面顶板岩层变形速率曲线如图5所示。图5中, 横坐标代表31118工作面推过12210工作面的距离, 纵坐标代表顶板下沉量, 三条曲线分别表示深度为2m (Ⅰ#测点) 、8m (Ⅱ#测点) 、14m (Ⅲ#测点) 处的顶板变形速率。

从图4可以看出, Ⅰ#测站从上工作面距下工作面切眼30m处, 顶板下沉量开始缓慢增加, 约20m处开始急剧增加;约10m的地方达到最大值12mm/d, 在10m-0m之间开始急剧下降, 在上工作面与下切眼的重合处, 顶板下沉速度为6.3mm/d, 之后处于震荡下降趋势;在上工作面推过约25m后, 下工作面切眼的顶板下沉速度急剧减缓, 30m处的下沉量约为2mm/d左右, 40m处的下沉量1.5mm/d左右, 随后顶板趋于稳定。

由图5可以看出, 顶板变形速率的总体趋势是:从上工作面距测站30m处, 测站内的顶板开始发生变形, 在距离25m处变形开始加剧, 20~10m处变化量最大, 距离10m处的最大变形率达7mm/d。随后, 随着31118工作面的靠近, 测站内顶板位移整体开始呈下降趋势;工作面在测站的正上方时, 顶板的最大变形率为5mm/d左右;在上工作面推过测站30m后, 测站内的顶板位移量逐步趋于稳定。

另外, Ⅰ#测点在距离28m以前位移量与其他测点一样, 在距离小于28m以后, 位移量明显大于其他测点;说明直接顶在上工作面距测站28m处开始发生离层。最大离层量在距测站10m处, 约为7mm/d。Ⅲ#测点的位移量较Ⅱ#测点小, 说明在顶板内的14m处也发生了老顶的离层, 但位移量较8m处小。也可看出, 在两工作面距离小于28m以后, 测站内的顶板变形较为严重, 在距离下工作面顶板2m处, 顶板离层现象最为明显, 最大变形速率达7mm/d;在距离下工作面顶板8m处, 顶板离层现象有所下降, 最大变形速率达5mm/d;在距离下工作面顶板14m处, 顶板离层现象逐步趋于稳定, 最大变形速率达2mm/d。由顶板岩层移动位移曲线可以看出, 从工作面顶板的上部到底部, 顶板离层现象越来越明显, 位移量逐渐增大。

在31118上工作面推过12210下工作面的过程中, 回采巷道底板出现不同程度的底鼓现象, 在12210下工作面上付巷尤为明显, 底鼓量超过1m, 当上工作面推过下工作面40m以后, 底板变形逐步趋于稳定。现场观测表明, 下工作面采用外错巷道布置的上付巷受到上工作面开采的影响更大, 下工作面采用内错巷道布置的下付巷底板则没有发生严重的变形。

统计所有观测数据表明, 当31118上工作面距离12210下工作面20m左右时, 两工作面岩层变形速率达到最大值;当31118上工作面距离12210下工作面10m左右, 逐渐缩小两工作面距离, 形成切巷重叠, 此时, 两工作面岩层变形速率较为明显的下降, 直到推过下工作面30m之间, 12210下工作面顶板岩层变形速处于震荡下降趋势;当31118和12210上下两工作面之间错距大于40m时, 12210下工作面顶板下沉量和两工作面的顶板岩层位移逐步趋于稳定。

4结论

近距离两煤层联合开采时, 上部煤层工作面先行开采, 开采后原岩应力重新分布, 下部煤层的回采巷道在受到上部煤层开采产生的扰动影响下, 巷道变形有先增后减的趋势, 上下两工作面开采都会造成相互的影响。现场监测表明, 当赵家寨煤矿31118上工作面和12210下工作面之间合理水平错距大于40m时, 上下两工作面之间岩层的变形趋于稳定, 巷道变形也逐步趋于稳定。同时, 下工作面采用外错巷布置的方式不利于巷道的稳定, 应尽量采用内错巷布置, 或者加强下工作面外错巷道的支护。现场研究方法为两工作面的合理开采提供了参考。

参考文献

[1]严国超, 等.极近距离薄煤层群联合开采常规错距理论与物理模拟[J].岩石力学与工程学报, 2009, 28 (3) :591-597.

[2]张嘉凡, 等.急斜近距煤层联合开采覆岩运移规律模拟[J]采矿与安全工程学报, 2009, 26 (2) :234-238.