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裴沟矿矿井技术改造的实践

裴沟矿矿井技术改造的实践

2006/9/8 9:10:00
裴沟煤矿位于河南省新密市来集镇,为郑煤集团公司主力矿井之一,现有职工4000余人,19 60年建井,1966年投产,原设计生产能力60万t/a,1979年经煤炭工业部批准扩建为120万 t/a。该矿采用立井多水平上、下山开拓方式,中央边界抽出式通风,主井45t箕斗,副 井双车罐笼提升,带式及矿车运输,走向和俯斜长壁放顶煤采煤法开采,主采煤层为二叠系 二1煤层。   1 矿井技术改造的实践     11 过断层实现两井田合并开采    裴沟井田和杨河井田中间以油房沟断层为自然边界,油房沟断层走向近东西,倾向北,为南 升北降导水正断层,落差7~72m。为解决矿井技术改造中过油房沟断层这一关键技术问题, 根据现有勘探资料,制订了从中央下山和沿第10勘探线两种过断层方案。为进一步查明断层 的落差和富、导水性,采用法国产SN338HR型数字地震仪进行了地面物探,采用美国产小约 翰钻机对第10勘探线过断层处进行了地面钻探,根据物探、钻探资料综合分析,得出以下研 究结论: (1)两种方案过断层位置的地层、含水层相同,构造基本相似,只是断层落差大小不同; (2)两种方案过断层位置的充水因素基本相同; (3)两种方案过断层位置突水的可能性及威胁程度不同: ①从中央下山向南过断层。由于该处断层落差较大(63m),断层带破碎,富、导水性较好, 加上距奥灰(O2)、L1-3灰岩较近(局部在奥O2和L1-3灰岩之间的铝土层中 穿过),掘进时定会突出奥灰水,威胁矿井安全生产,甚至有淹井的危险。 ②从第10勘探线处过断层。由于该处断层落差不大(35m),断层带内泥质物较多,富、导水 性较差,加上距奥灰、L1-3灰岩距离较远(过断层时顶板大古砂岩和对盘底板L7灰 岩接触),掘进时突水的可能性较小,安全系数大。 根据研究结论,采用了沿第10勘探线过断层方案,并在掘进时采取了以下安全技术措施: (1)确保-110m水平泵房正常运行,最大排水能力达到1800m3/h(-110m水平正常涌水量700 m3/h); (2)在两石门过断层北侧大古砂岩段各打一道防水闸门; (3)采用U型钢反拱钢筋网全封闭式支护,多打眼,少装药,短掘短支,防止片帮冒顶,并减 少对围岩的震动; (4)过断层段采用壁后注浆,防止出水; (5)开展井下岩移观测,密切注视巷道变化。 方案实施后,安全穿过了油房沟断层,使32采区上部形成了开拓煤量,顺利实现了两井田的 合并开采。   12 主井提升系统改造   该矿主井提升系统是在1966年投产前装备的,设备比较落后,绞车超期运行,井筒装备 锈蚀严重,箕斗装载不均衡,提升系统能力小,已经满足不了目前安全生产的需要。主井提 升系统改造主要包括更换主井绞车、井架、箕斗、钢丝绳,加固井筒装备,改造井底装载和 清理洒煤系统等。   (1)主井绞车由2БM-3X15/1520型更换成2JK-3X15/1520型绞车,变人工操作为可编程控 制 器自动控制,井架高度由225m升高到3076m,长度增加12m,宽度增加08m,并保持 箕 斗相对装卸载位置尺寸不变,提升绞车和井筒相对尺寸不变,拆除老井架换上新井架。箕斗 由QJ-47型更换为QJ-7型箕斗,改造后提升量由45t提高到65t。提升钢丝绳由34-6V 37S+Fc-16700-I-ZZ型,更换为36-6V37S-1670-I-ZZ型。   (2)加固井筒装备。罐道梁每两棚中间加装一棚,中间罐道梁用200× 180 方钢,两头用树脂锚杆固定钢板支撑着方钢,边罐道梁在井壁用树脂锚杆固定支座支撑着罐 道,更换全部38kg道轨罐道。   (3)井底装载系统由ZJ-3非通过式带重锤靠箕斗打开装载方式,改造为缓冲煤仓的煤通过两 台K-3 给煤机分别给在两条带式输送机上,经KG4007核子秤计量控制后进入溜煤筒,箕斗到位后通 过汽缸打开闸门装煤。给煤、计量、检测箕斗到位、装煤、发出提升信号全部由可 编程控制器自动控制,利用空气炮处理溜煤筒中积煤。   (4)井底清理洒煤系统由原来经清仓斜巷矿车提升,水泵排水,改为通过新做的210m清仓平 巷,将 井底与中央皮带下山连接,改造后井底水沉淀后可实现自流,井底洒煤经清仓平巷可运到中 央下山强力带式输送机上。   13 通风系统改造   (1)优化通风网络,在高阻力段新做中央改造回风巷480m,与中央回风下山并联回风,新做3 2进风巷210m与32皮带巷并联进风,并联通风可以减少风阻,提高采区通风能力。   (2)将工业广场老副井改造为回风井,选用BDK65-8NO25高效节能主扇,代替70B2主扇与 原B DK68C-6NO22主扇配合,一用一备,使通风线路缩短了1050m。通风系统改造前后BDK68-6N O22主扇运行状况对比如下表所示: 项目  排风量/m3·min-1 负压/Pa 风叶安装角度/(°) 通风 流程/m 主扇年耗电量/万kWh〖〗主扇运行稳定性 备注  改造前 3300 4116 35/30 7633 4047 不稳定 满足不了生产需 要,主扇风叶处于极限状态 改造后 4300 3063 35/30 6583 2867 稳定  满足生产需要,有 增风空间且仍可稳定运行   14 -200m辅助水平的建立   本着考虑长远,兼顾当前的原则,选择位于-110m水平和-300m水平中间位置的-200m标高建 立辅助水平,集中运输巷和集中回风巷均布置在煤层中,并分别与32、34采区的运输下山和 回风下山相连接,-200m集中回风巷布置时西高东低,并在东部建立-200m辅助水平固定排水 阵地,使34采区工作面涌水向东自流,使32和34采区实现集中排水。   2 矿井技术改造后达到的效果   (1)过断层实现两井田合并开采,实际上相当于完成了 矿井与矿井之间的接替,节约建井费用3亿元,解放可 采储量3000万t,延长矿井服务年限18年,缓和了采掘接替,保证了安全生产。   (2)主井提升系统改造后,消除了提升系统中的重大安全隐患,保证了主井安全运行。提 升能力由120万t/a提高到180万t/a,增加了60万t/a,年增产值8000万元,同时提升 能力的加大为采区生产能力的发挥创造了条件。   (3)通风系统改造后,通风线路缩短了1050m,每年节约巷修费6万元,主扇负压降低了1048P a,每年可节约用电118万kWh,节约通风电费58万元。实行并联通风后,增加了通风断面, 主 扇在高效、稳定的状态下运行,采区通风能力可以提高1500m3/min,生产能力可以提高4 0万t/a以上,同时也消除了由于风量不足给瓦斯管理带来的种种不利因素,矿井安全水平 大大提高。   (4)-200m辅助水平的建立增加了一条安全通道,多了一条通风线路,便于通风和瓦斯管理。 可以利用该辅助水平,开发32、34采区下山中间的村庄下压煤,提高资源回收率,增加矿井 产量15万t/a以上。变-200m以上水平下山开采为上山开采,解决了生产中的水患问题,建 立固定排水阵地,变分区排水为集中排水,节约工程及设备资金300万元,节约运行费用45 万元/a。 信息来源于:中国煤炭
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