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关键词:煤矿 人员定位系统 联网设计
中图分类号:TD76 文献标识码:A 文章编号:1672-3791(2013)06(c)-0022-03
随着煤炭工业的飞速发展,给我国带来了巨大的经济效益。但是我国煤炭生产还是存在着安全设施机械化、自动化、信息化水平落后等诸多问题。煤矿安全生产形势不容乐观,安全问题一直是煤矿最重要、最严峻的问题,直接关系到煤矿的生死存亡。近年来信息技术、计算机技术、自动化技术和网络技术的迅速发展以及中央提出利用高新技术改造传统产业以来,利用信息技术改造传统的煤炭工业,已受到煤炭主管部门和企业各级领导的高度重视。煤矿的自动化、信息化及数字化已经成为我国煤矿产业的发展趋势。
瓦斯监控系统和人员定位系统在全国各地煤矿的实施,为煤矿的安全生产发挥了重大的作用。而随着全国各地瓦斯监测联网系统的实施,实现了各地煤矿瓦斯监控的统筹化和规范化,从而让煤矿安全生产又上升了一个台阶。煤矿安全生产的信息化和自动化是一种必然趋势,在这样一种大背景下,人员定位系统联网的需求显得非常迫切。
1 联网框架的设计
煤矿人员定位联网系统通过各个厂家的数据采集软件采集矿端人员定位系统的数据,所采集数据按照统一的数据协议格式,写到矿端计算机本地,之后通过上传软件把数据上传到上级煤矿管理部门或煤矿安监部门的联网中心服务器,在服务器端用解析软件对各个矿的数据进行解析,把数据写入数据库,并通过网页把煤矿井下人员信息给显示出来。从而实现对下属各矿的煤矿井下作业人员的实施监测和跟踪。联网系统的模型如图1所示。
整个框架分为四层,分别是数据采集层、数据传输层、数据解析和存储层、数据监测显示层。数据采集层主要是采集各个矿端的人员定位系统数据,并存储到矿端计算机本地磁盘,数据的采集必须按照统一的数据格式进行;数据传输层主要是使用上传软件,按照网络传输协议,把矿端本地磁盘的采集数据传输到上一级联网中心平台的服务器;数据解析和存储层主要是把煤矿上传到联网中心平台服务器的数据,使用数据解析软件,把每个矿的数据按照规范写入到数据库中;数据监测显示层是通过终端网页,使用浏览器进行各矿煤矿井下作业人员的实施监测和跟踪,并提供历史数据的查询和报表的打印等操作。
2 数据的采集、传输、解析和存储
2.1 数据的采集
数据采集软件采集矿端人员定位系统的数据,然后以文本文件的格式(即txt格式)存储到本地主机的磁盘上。人员定位联网系统采集的数据文件包括:采集点定义文件、区域配置文件、班次设置文件、部门定义文件、职务定义文件、工种定义文件、人员信息文件、实时数据文件、轨迹数据文件、考勤记录文件等。根据联网系统的需要,各种文件的采集频率并不一样,有的是定时生成,有的是触发生成。如采集点定义文件,即为触发生成,当采集点的定义改变,即触发生成文件;而实时数据文件则为定时生成,每隔几秒生成井下人员的实时信息数据。
人员定位联网系统的数据采集必须按照统一的数据格式进行。以采集点定义文件为例,对人员定位系统联网数据的格式进行描述。
采集点定义文件。
(1)说明:描述当前有效存在的所有采集点的定义信息。
(2)命名规则:Device.txt。
(3)触发规则:定义变更时生成该文件,如果该文件存在则覆盖已存在的文件。
①数据头:占用文件第一行,不得换行。
第一行:时间,行数。
时间:表示产生该文件时的时间戳。
行数:为数据体的行数,不包含数据头的行数。
如:2012-12-22 12:21:15,12
②数据体。
矿编码,采集点ID,设备编码,位置描述。
从第二行开始,行与行之间不得空行。
矿编码:煤矿的唯一性标识。
采集点ID:采集点的序号。
设备编码:矿端各个设备的唯一性标识。
位置描述:对采集点位置进行描述的字符串,长度小于50个字符。
如:100001,3,001R01,1301工作面回风100米。
2.2 数据的传输
人员定位联网系统的数据传输利用上传软件,按照网络传输协议,将数据传输到联网中心平台的服务器。数据传输使用FTP文件传输方式,在联网中心平台的数据库服务器上建立FTP服务器站点,在站点下为每个矿建立一个FTP目标目录,然后利用上传软件上传煤矿的数据,煤矿上传的数据存放在各自对应的FTP目标目录下。上传软件应具有一定的扩展性,应具有同时往多个联网中心平台上传数据的功能。
2.3 数据的解析
各个煤矿的人员定位系统数据上传到联网中心,将由统一的软件对数据进行解析,并写入到数据库中。之前一些联网的数据写入方式是直接从矿端由软件把数据写入数据库,这样的操作有一个比较大的缺陷,如果遇到煤矿数量很多的情况,太多的软件在矿端操作平台服务器数据库,必然造成数据库性能的下降,且数据库安全得不到保障。而采取在联网中心统一写入数据库的方式,可以有效的避免这种缺陷。
数据解析软件依次对各个煤矿的数据进行解析,并写入数据库。对已经解析的文件,软件将进行删除操作,使磁盘空间得到有效的回收利用。
3 数据库设计
合理的数据库设计将大大节省数据库服务器的资源,消除数据冗余,避免数据异常。数据库命名为OrientNet,数据库的表包括:煤矿采集点数据表DeviceInfo,区域配置数据表AreaConfig、班次设置数据表ClassSet、部门定义数据表Department、职务定义数据表Duty、工种定义数据表TypeOfWork、人员信息数据表StaffInform
ation、实时数据表RealData、轨迹数据表Track,考勤记录表MonthCheck等。
由于各类数据的数据量的不同,在数据库中,各类数据的存储机制也不一致。煤矿采集点数据、区域配置数据、班次设置等数据由于数据量相对较小,所有煤矿的数据都将存储在一张数据库表里面。而轨迹数据由于数据量比较大,则采用每个矿每年一张数据库表来存储,即“Track+矿编码+年份”,如Track1000012012,每个煤矿的轨迹数据存储在对应的数据表里面。而考勤记录表的数据量适中,则采用每个月一张数据库表来存储,即“MonthCheck+年月”,如MonthCheck201212,所有矿的考勤记录数据存储在当月的考勤记录表中。
人员定位联网系统的数据库设计比较简洁,以煤矿采集点数据表DeviceInfo为例,对其表设计进行描述(表1)。
4 网页设计
网页监测界面采用Visual Studio 2010编程软件及C#编程语言,在.NET框架下设计完成。通过浏览网页,可以查看每个煤矿已注册的人员的各类信息(包括员工姓名、职务、职称、工种、身份证号码等),方便上级监管平台进行统筹管理;同时联网终端网页监测每个煤矿井下实时的人员数量及人员明细、并可以查询每个井下作业人员的详细轨迹路线;且它还实现了按照干部、职务、特殊工种等条件分类查询其下井记录等功能,各类查询都提供打印功能。图2为人员定位联网系统的网页主界面。
5 结语
煤矿人员定位联网系统实现了对煤矿井下作业人员的实时监测和跟踪,并通过网页形式进行展示。在矿井突况下,联网系统可以及时有效的为后续救援工作提供主要依据,能在最短的时间内作出准确判断。煤矿安全生产的自动化和信息化是一种必然趋势,目前该系统已经应用于全国多个矿务局,及时有效的对矿井井下作业人员进行监测和跟踪,为矿务局的统筹管理提供了一个很好的平台,为矿井的安全生产起到了突出的作用。
参考文献
[1] 国家安全生产监督管理局.煤矿完全规程[M].北京:煤炭工业出版社,2005.
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[4] 郑人杰,马素霞,殷人昆.软件工程概论[M].北京:机械工业出版社,2010.
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[7] 孙继平.煤矿安全生产监控系统联网[J].工矿自动化,2009.
关键词:煤矿;安全管理;问题分析;措施建议
煤炭工业在我国国民经济中占据着基础地位,在未来相当长一段时间,煤炭依然是中国经济发展的主力能源。由于煤矿安全生产事故涉及的范围广、影响面大、社会敏感度高,因此,做好煤矿安全管理工作直接关系到国家的经济发展与和谐社会建设。近年来,我国在立法和宏观方面不断加大监管力度,煤矿行业安全生产态势趋于好转,但安全生产形势仍然不容乐观,局部地区一些中、小煤矿还出现了事故多发的现象。以下笔者就现状分析情况,浅谈加强煤矿行业安全生产管理工作的思路与措施。
1.煤矿行业安全生产工作现状
我国原煤产量占到全世界35%,矿难工人死亡人数却占了全世界的80%。全世界每年重大矿难(死亡人数在10人以上)90%都发生在我国,下表是2002年至2009年中国与美国矿难死亡人数的对比。
年份 我国矿难死亡人数 美国矿难死亡人数 中国死亡比美国多
2002年 6995人 27人 259倍
2003年 6683人 30人 223倍
2004年 6027人 28人 215倍
2005年 5986人 22人 272倍
2006年 5770人 47人 123倍
2007年 3758人 37人 101倍
2008年 3215人 52人 62倍
2009年 2630人 34人 77倍
从统计数字上看,我国煤矿事故起数和死亡人数逐年减少,但与国外相比,百万吨死亡率仍然过高。经过努力,近10年来,我国煤矿百万吨死亡率已由2以上降到了接近为1,但同发展中的煤炭大国如印度、南非、波兰相比,我们是他们的4倍;而同美国、澳大利亚等先进采煤国家相比,我们则处于40倍―100多倍。可见,我国煤矿行业安全管理工作在不断趋于好转,但仍远低于发达国家水平。
2.问题背后的原因
2.1价格暴涨引发超能力生产。五年中,煤炭价格在钢铁、水泥、电力等方面投资激增中上涨了近5倍,还一度出现过煤荒。煤矿企业为了获得更可观的效益,造成老矿井扩大生产能力,新建、改建、扩建的煤矿安全设施不健全就提前大规模生产,造成了物的不安全状态,这在客观上构成了安全生产隐患。主观因素方面,超能力生产导致煤矿专业技术人员严重缺乏,加上管理不够规范的合同用工、协议借工、临时工等多种用工形式,造成煤炭生产和管理人员水平参差不齐,而占到采掘一线70%以上的劳动者文化程度低,安全观念淡薄,个体防护意识差,这在主观上构成了人的不安全因素。这是我国近年来煤炭行业事故多发的直接原因。
2.2 经济转型滋生新问题。在市场经济发展的背景下,煤矿企业改革不断深化,煤炭生产的经营管理方式也在发生着根本性的变化,给生产经营增添了生机和活力的同时,也为安全生产方面带来了新问题,集中表现为管理失衡。从企业外部环境来看,煤价快速上涨所产生的巨大利润空间,导致煤炭企业投资主体多、管理“婆婆”多。而一旦真正涉及到需要监督和管控时,却又往往无人问津。在煤炭企业内部,为了应付扩大生产、减少编制和降低成本的需要,有的企业将安全管理机构同其它部门合并,安全管理人员身兼数职,既是安监员,又是瓦检员,造成职责不清,监督不力。有的则干脆将安监机构撤消,管理者强调高产高效,一线员工也只想着多出煤多挣钱,结果是安全管理力量大大削弱。这在多发的小煤矿事故案例中屡见不鲜。这是造成当前中、小煤矿企业事故频发的管理方面原因。
2.3 科研工作跟进不够。多数矿难由瓦斯引起,煤和瓦斯突出多因高地应力造成,我国多数矿区地质条件复杂,南方的10个产煤省都处在高地应力区域,由此造成南方10省每年虽然只出煤4亿吨左右,产量不足全国的15%,但是矿难死亡人数却接近全国的一半。发达国家针对高透气性煤矿,都是先抽取瓦斯再采煤,既能将瓦斯作为能源利用,同时保证了采煤的安全性。但我国70%的煤矿都是低渗透率条件,低透气性的煤层使得瓦斯提前抽出成为难题。一些小煤矿在缺乏科技力量支持下的急功近利行为,加上安全投入不足、设备陈旧老化等问题,久之必然酿成事故。这成为我国煤矿业安全生产工作低于发达国家水平的根本性原因。
3.加强煤矿安全管理的措施和建议
3.1推进依法管理。《矿山安全法》、《煤炭法》、《中华人民共和国全民所有制工业企业法》、《煤矿安全规程》等法律法规对加强煤矿的安全生产工作都作有严格规定。我国煤炭行业管理工作,在走向法制轨道的过程中,更应注重建立健全相适应的安全执法体系和保障体系,实现煤炭管理部门对煤矿从申请办矿到基建生产,以及事故处理等全过程的依法监督。要加大安全监督和处罚力度,在当前企业转换经营机制的过程中,必须建立起强有力的安全生产约束和监督机制。
3.2落实安全责任。在注重经营工作的同时,要把企业安全目标与经营目标一并考核,强化企业管理者的安全责任意识。同时,应自上而下签订安全目标责任状,实行安全一票否决制,检查落实好企业管理人员跟班下矿和安全风险抵押金等管理制度,把安全由软指标变为硬指标考核。
3.3强调以人为本。各级煤炭管理部门须高度重视“人的素质”问题,煤矿企业要针对多种用工形式,认真制定和实施安全与技术培训工作制度,采取脱产培训、业余培训、现场培训等多种方式,不断提高一线采矿工人队伍的安全意识和专业知识水平。
3.4增加科技投入。一是保证安全和技术专项资金投入到位,健全矿井的抗灾和救灾设施,提高防控能力。二是依靠科技进步,合理集中生产,走集中生产、机械化生产的高产高效路子,全面推广应用综采放顶煤工艺,完善好安全监测系统及环境监测联网系统,做到对井下环境在时间和空间上实现连续性监测。三是在煤炭产业中推行科学管理,组织科研攻关。近年来,我国在瓦斯抽采和解决煤与瓦斯突出的难题方面,已取得了突破性的技术进步,但在实施中需进一步研究宏观控制,合理解决先采气、后采煤的权属问题。对采煤企业来说,要重视采掘前的技术工作,地质勘探单位应当查明煤层瓦斯含量、瓦斯成分、煤的瓦斯放散初速度等指标,地质构造特征等情况。有关部门应严格落实开采申报和检查复审等制度,对条件不具备的煤层做到不开采,对安全技术设施不健全的矿区必须改进后方能作业等。
参考文献
[1]胡方田《采煤概论》[M]中国劳动社会保障出版社 2006
关键词 老塘水;作业环境;安全生产
中图分类号:TD82 文献标识码:A 文章编号:1671-7597(2014)15-0153-02
Discussion on fully mechanized working face during mining on water management
Abstract: During mining in fully mechanized coal face goaf flow to the working face, effect of coal quality, accelerate the scraper conveyor and other electrical equipment aging, seriously affecting the surface construction of civilization, and at the same time bring great hidden danger, 2703 comprehensive implementation of the "five simultaneous control method" greatly reduce the working face adverse effects on flow system for coal face, to save money, improve the working environment to a great extent, guarantee the safe production of working face.
Key words: Goaf water; working environment; safety production
防治水是矿井安全生产中最重要的工作,老塘水防治对综采工作面回采时尤为重要,2703综采对拉工作面实施“五项并举治水方法”大大降低工作面水害对煤流系统不利影响,保证了工作面安全生产。
1 工程概况
2703综采对拉工作面总体为宽缓的单斜构造[2],工作面外段较平缓,煤层倾角1~7°,里段煤层倾角较大,约6~14°,平均约5°。回采期间直接充水水源为煤层顶、底板砂岩水,间接充水水源为L11和L10灰岩水[3],威胁工作面安全的主要水源为太原组上段灰岩水,L10灰岩上距二2煤底板63.5 m左右,水压4.2~4.5 MPa。采用比拟法计算,工作面正常涌水量60 m3/h,最大涌水量300 m3/h。
2 治水方法
2.1 调斜开采、分段自流
工作面上下巷之间最大落差近60 m,开采初期采取调斜开采技术使工作面伪斜布置。生产中下巷超前中间巷,中间巷超前上巷,使之工作面上下段倾斜2~5°,减缓工作面底板水量动能,减少被冲走的末煤量。通过上下段0-8 m的错距保证“上段下段下巷”的自流路径畅通无阻,同时做好下巷水沟清淤,横向水沟设置等工作。
2.2 系统优化,动态调整
优化前下巷排水系统:在下巷通尺120 m的泵坑安装两台MD155/30×2多级泵和两台BQS-50/30潜水泵。通过两趟DN150排水管路和一趟DN100排水管路,将水先排至2703下巷车场再自流至二水平东翼轨道大巷水沟内。
优化后下巷排水系统:在120 m泵坑至下巷车场口段进行拉底,优化排水系统,使得水沟底板坡度由3°变为-3°,流经下巷的水直接经下巷车场自流至二水平东翼轨道大巷。在120 m泵坑处填埋一个泵坑,拆除两台MD155-30×2多级泵和一台BQS-50/30潜水泵,仅保留一台潜水泵和一个泵坑,节约了排水设备。
2.3 管泵齐下,抽截结合
在中间巷开挖水沟,埋设8寸排水管路,水沟断面0.4×0.4 m2,有效拦截了上段老塘出水,缓解了下段断层上盘处及机尾处的排水压力。
2.4 机挖水沟,水少上溜
利用采煤机在工作面底板开挖水沟,预制采空区积水水流路径,减少涌入溜子的积水量。割煤时根据工作面起伏情况调整滚筒高度,采用“落一刀,抬一刀”或“落四刀,抬二刀”的方法,使底板呈锯齿形向前推进,锯齿之间低洼部分便形成一道道水沟,将水引至顺槽端头或工作面临时泵坑处。
2.5 多级沉淀,水中捞金
工作面低洼处及机尾处构筑一级沉淀池;超前棚外构筑二级沉淀池;车场口泵坑附近设置三级沉淀池。生产上段时安排1~2人,生产下段时安排2~3人,对三级沉淀池进行清淤。保证低洼处不积水、水泵不淤积,不空转。
3 结论
降低工作面水害对煤流系统不利影响,节省了财力,在很大程度上改善了作业环境,保证工作面安全生产[4]。受顶底板水影响较大的工作面回采的老空水管理积累了丰富的经验,为今后水害严重的工作面正常回采提供了可靠的技术保障。
参考文献
[1]郎庆田,孙春江,邸建友,杜计平.煤矿深井开采技术[M].徐州:中国矿业大学出版社,2006.
[2]周英,勾攀峰,李华敏,李东印.采煤概论[M].北京:煤炭工业出版社,2006.
[3]杜计平,王仁庭.开采方法[M].徐州:中国矿业大学出版社,2006.
[4]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,2006.
作者简介
【关键词】轿子山煤矿 预裂爆破 切顶卸压 沿空留巷
一、概况
(一)矿井概述
轿子山煤矿位于安顺市北16km处,行政隶属安顺市轿子山镇管辖,井田走向长3.5km,倾斜宽7.0km,总面积约23km?。轿子山煤矿共有斑鸠山、平桥、新井三对生产矿井,主要可采煤层为M8、M9、M14,煤总厚4.3m~5.5m。平均厚度分别为1.4m、1.6m、1.1m;其中新井采M8、M9两层煤。煤层倾角均为3~5°,M8煤层顶板为灰黑色中厚层细晶石灰岩,一般有1.00m~2.00m的黑色泥岩或炭质泥岩作伪顶;底板一般为1.00m左右的黑色泥岩,其下为粉砂岩。煤层结构简单,一般不含或者含有一层夹石,偶有三层,夹石为黑色泥岩,厚0.1m~0.72m。下距9煤层16m左右,矿井为煤与瓦斯突出矿井,煤层为不易自燃煤层,煤尘无爆炸性。属于中等变质程度无烟煤,矿井开拓方式为斜井片盘式开采。M9煤层伪顶为石灰岩,一般厚6m,局部有0.20m左右的泥岩作伪顶;底板为0.8m左右的灰黑色泥岩或者炭质泥岩,其下为钙质细砂岩。其岩性:顶部为泥岩,下部为粉砂岩,将煤层分为上、下两个分层,两个分层一般厚度为0.70m左右。矿井为煤与瓦斯突出矿井,煤层为不易自燃煤层,煤尘无爆炸性。属于中等变质程度无烟煤,矿井开拓方式为斜井片盘式开采。M14煤层顶板为燧石灰岩,一般厚约2.50m,石灰岩之下有一层0.50m左右的泥岩作伪顶;底板为钙质泥岩的粉砂岩。煤层厚度变化不大,含夹石1~2层,厚0.02m~0.30m。煤层为不易自燃煤层,煤尘无爆炸性。矿井为煤与瓦斯突出矿井, 矿井开拓方式为斜井片盘式开采。
(二)沿空留巷工作面概述
轿子山煤矿所预留的巷道为9103运输顺槽。9103工作面布置在轿子山矿新井一盘区,是一盘区的第三个工作面。该工作面走向长度为770m,倾向长度为170m,工作面所采煤层M9煤,厚度 1.6~2.0m,平均厚1.65m,可采储量为34万吨,煤层较稳定,结构简单,工作面内煤层无夹矸。煤呈黑色块状、性脆,玻璃光泽,贝壳断口,节理发育,煤层硬度较小。本工作面煤层老顶为浅灰色燧石灰岩,厚度5.12m;直接顶板为灰黑色薄层粘土质粉砂岩,平均厚度1.54m, 该工作面顶板经测定,莫氏硬度为13,属于坚硬顶板。
二、预裂爆破顶板沿空留巷的提出
深孔炮眼聚能预裂爆破顶板沿空留巷技术是一种采用双向聚能爆破技术来实现其对顶板的定向切割,从而达到对顶板的切顶卸压而留巷的一种技术。应用时只需在预裂线上施工炮孔,采用聚能装置装药,并使聚能方向对应于岩体预裂方向。爆轰产物将在两个设定方向上形成聚能流,并产生集中拉张应力,使预裂炮孔沿着聚能方向贯穿,形成预裂面。在沿着留巷侧预裂面施工墙体进行切顶支护,随着回采的推进,留巷的顶板在矿压(采空区压力)和自身压力的作用下,沿着预裂面切顶垮落,促使采空区的压力卸掉,减轻留巷的顶板压力,达到了一种切顶卸压沿空留巷的目的。
鉴于轿子山煤矿9103工作面顶板为坚硬顶板,放炮前只需要在炮眼侧支设好两排单体柱棚,保证采空区侧的顶板在垮落时不影响巷道成型。放炮后,当顶板压力卸掉,采空区垮落的矸石带充填起来,形成一堵稳定的墙体支撑顶板,最后当顶板压力稳定时,在回撤掉采空区侧的单体棚就完成了沿空留巷。
三、预留爆破顶板沿空留巷的实施
(一)施工顺序及工作量
9103运输顺槽沿空留巷采用预裂爆破顶板+单体支护棚方式进行留巷。施工顺序是:对未采煤体的运输顺槽顶板沿煤墙打眼架单体棚支护装药放炮假设两排单体支护棚工作面割煤、拉架待顶板垮落充分,压力稳定回撤单体支护棚。该沿空留巷巷道净宽不低于3.5m±0.1m,净高1.8m±0.1m,长度为762。
(二)炮眼位置及起爆要求
由验收员沿着未采动的煤墙侧每隔0.5m在顶板上划上记号,方便施工炮眼。炮眼要连续起爆,不得空出炮眼起爆。起爆时,必须超前于工作面不得低于10m。
(三)炮眼参数
根据9103运输顺槽预裂顶板的施工经验,确定此次预裂顶板的炮眼深度为4.0m,炮眼间距为0.5m,炮眼角度为90°。炮眼单孔装药量为6卷煤矿三级乳化炸药和2发毫秒延期电雷管(附图)。预裂爆破采用一次起爆,每次起爆炮眼个数不得大于8个。如附图。
(四)沿空留巷支护
1.巷道内加强支护
在原顶板采用锚网支护的基础上在巷道中部补打一排锚索,锚索规格为15.246000(mm)间距2400mm,即每三排锚杆间补打一根锚索。
2.巷帮加强支护措施
由于沿空留巷后巷道压力增加,为了增加煤帮的稳定性并防止片帮,可以在实体煤侧的巷帮加挂金属网并加打两排锚杆,锚杆规格为16×1800(mm),间距为1000×1000(mm)。
(五)巷旁加强支护措施
为了更好的保证顶板预裂爆破后巷道成形,在预裂爆破顶板前,仅仅贴着炮眼外侧采用DW24/100型单体柱配合DJB-1200型铰接梁沿炮眼走向架两排走向棚进行支护,单体棚棚距为300mm,间距为1200mm。为了防止放炮过程中单体棚出现问题,在放炮后必须对单体棚重新支护,保证其压力不低于90KN,并系好防倒绳,保证单体棚的连续性。
同时为了保证预裂顶板后,顶板在垮落后,能够及时形成矸石墙,在架设单体棚后在采空区侧的单体棚上靠单体柱里面使用铁丝把金属网牢牢的连接在顶板和单体支柱上,以此来维护垮落的矸石尽快形成有效的矸石墙支护顶板,同时也保证采空区矸石不会窜向运输顺槽内,保证巷道成形符合要求。
(六)锚索支护
当工作面端头顶板破碎,遇到断层破碎带、地质构造变化带、煤层松软区、压力异常区、动压影响区、顶板泥岩且有淋水等复杂地质条件时的特殊地点,施工锚索支护,锚索型号为Φ15.5×6000mm型;在锚索尾部用锁具锁紧,锚索必须打入顶部稳定岩层1m以上,否则将锚索加长。
四、结论
轿子山煤矿实施沿空留巷在矿山开发方面主要有以下优点:1、消除临近工作面煤体上方应力集中。2、减小采掘比,提高生产效率,操作简单,造价低廉。3、避免留设煤柱引发的冲击地压、瓦斯突出和自燃等危害。社会效益方面:深孔聚能炮眼预裂爆破顶板沿空留巷技术,避免了留设煤柱造成的资源浪费,提高资源回收率,减小采掘比,提高生产效率,减小巷道掘进及返修工程量,简化工作面端头维护工作量,降低工人劳动强度,能取得显著的社会效益。4、安全效益方面:预裂爆破顶板切顶卸压沿空留巷技术,在消除临近工作面煤体上方应力集中的同时,避免了瓦斯突出,冲击地压隐患,具有明显的安全效益。其他方面效益:该技术实施只需要施工炮眼,装药爆破,造价低廉,节约成本,资金投入小,收益大,操作简单,可操作性强。该技术研究成功后,不仅可以提升矿井生产的技术含量,并且可以在地质条件相类似的矿井(尤其是高瓦斯矿井沿空留巷)进行推广,可以创造更多的经济、社会效益。
参考文献:
[1]郭金明,张登明,郑光相,等采煤概论[M]中国矿业大学出版社,2007
【关键词】产学研结合;创新性人才;培养模式;经济发展
0 引言
近几年煤炭行业走入低谷,但目前我国发电主要依靠依然是燃煤,煤炭工业依然是国家能源的主体,其地位在目前和未来的相当一段时间内不会改变。煤炭工业依然缺乏大量的技术管理人才,尤其是煤炭形式不景气的这几年,煤炭技术人才大量流失,加重了这一矛盾,煤炭专业大学生就业前景依然看好,开设煤炭类专业的高校依然应该在教学中坚持培养煤炭类专业技术人才,而且应该改进教学教法提高教学质量。
1 安全工程专业是实践性很强的专业
安全工程专业在国内的多数高校都是为培养矿山安全技术的人才而开设,是实践性很强的专业,实践教学在四年教学过程中占有很重要的地位,是学生理论联系实际,培养学生实际工作能力和创造能力的重要环节。
安全专业毕业生应获得以下几方面的知识和能力:1.掌握安全学科的基本理论和基本知识;2.矿井通风与空气调节、矿山安全以及矿井灾害预防等技术;3.具有先进的生产组织和技术管理基本能力以及新工艺、新技术研究和开发的初步能力;4.熟悉国家有关安全工业的基本方针、政策和法规;5.掌握文献检索、资料查询的基本方法,具有一定的科学研究和实际工作能力。
以六盘水师范学院为例,安全专业的主要实践教学环节包括:地质实习、测量实习、认识实习、生产实习、毕业实习、课程设计、毕业设计等。在讲授专业课之前对学生进行一次较为全面的认识实习,为学生以后专业课的学习打下基础,使学生能够对煤矿产生直观、初步的了解。学生通过对实习矿井的全面了解,跟班参加矿井生产劳动,巩固所学专业理论知识,充实矿井通风方式、瓦斯抽采工艺、矿井水害防治等方面的实际知识,了解和初步掌握矿井安全管理方面的知识,关注煤矿存在的问题与所处的困境,培养自己独立分析问题、提出建议与解决问题的能力及理论联系实际、尊重实践的科学态度。学习煤矿工人的优秀品质,增强群众观点、劳动观点,增强建设社会主义市场经济的事业心、责任感,同时还为安全课程设计收集资料,打下实践性基础,做到思想与业务双丰收。
2 安全工程专业产学研相结合的必要性
大学的教学过程是课堂教学和科学研究及现场实践相互补充的一个过程。教学、研究和实践相结合能使得学生在高深的理论和公式中不至于迷失自我,不至于失去学习兴趣[1]。
一个不重视科研的高校培养出来的学生将缺乏创造能力和创新意识,大学教育的过程就是把当初依靠教师才能获得知识的学生培养成为不依靠老师也能获得知识、甚至超越老师的人。要培养具有创新意识的人才,老师自己必须具备创新的能力。因此,教师必须站在科研的最前沿,教学和科研必须齐头并进。
安全工程专业培养的人才主要是从事煤矿井下安全工作的高技术人才,煤矿井下是个危险的场地,这就需要学生具备较高的理论素养和实践能力。目前高校的实习往往因为资金短缺、企业担心影响生产及担心学生实习期间的安全责任等原因流于形式,故企业实习往往很难给学生真正学到知识。大学四年学生缺乏实践将为学生能力的培养受到极大的限制。因此,学生通过参与科研,在课本学习之外增加实践机会、开阔视野,同时能巩固书本上的理论的知识,提高学习兴趣。
3 安全工程专业产学研相结合的可行性
3.1 教师的科研项目较多
安全专业专业的教师承担有较多的科研项目,每年科研项目数不低于五项,项目的内容涉及安全专业的各个方面,例如通风与热害、矿井瓦斯治理、防尘、矿井火灾、矿井水害研究等等。这些研究项目多数属于工程技术研究,其试验地点就在矿山的井下,需要现场施工、连续观测、数据统计等大量的现场工作。这些试验研究的现场,有相当一部分就在实习基地,这样,教师可利用学生的实践性教学环节(实习),使学生参与科研,使实践性教学与科研相结合。
3.2 用于教学和科研的实验仪器设备比较完善
安全专业实验室经过十多年的建设已初具规模。安全专业实验室包括:瓦斯防治实验室、通风系统与仿真实验室、粉尘防治实验室、工业分析实验室、火灾防治实验室、注浆工艺与材料实验室、安全模型实验室等组成。主要承担:流体力学、矿井通风与安全、粉尘防治、安全概论、矿山压力及控制、矿山压力测试技术等相关课程的实验课,实验室用房面积为816.5m2,实验仪器70多台。
3.3 本科生参与科研项目的积极性较高
近年来,我系安全专业学生每年都有部分学生到教师进行科研工作和到矿井生产实习和毕业实习,结合科研项目,进行瓦斯、风量、一氧化碳、风压差、风机等方面的测试。在教师的指导下,通过调查、观测、分析,体验到了科学研究的过程。企业为学生实习、实践提供基地,高校和企业共同对学生实习、实践负责。学生毕业设计选题结合煤炭企业的结构调整、技术改造中的实际问题进行。毕业设计由相关部门工程技术人员和高校的教师共同指导。
学生参与到教师科研项目中,一方面补充了科技项目力量的不足,另一方面,也使学生们掌握了科研方法和测试技术,学到了工人师傅的优秀品质,熟悉了现场工程技术人员和生产知识,增长了见识。
实践表明:学生参加科研,进行生产实习和毕业实习,由于他们有的放矢,对他们有压力,所以动脑多,下井次数多,收到了良好的效果。在实习结束以后的测试中,发现参加科研实习的学生思路清晰,立体概念强,和不参加科研的学生相比,质量大不一样,而且毕业后能很快适应工作[2]。
4 结语
安全工程产学研结合培养模式有利于师生理论联系实际,培养适合社会需要的人才,能有力的促进教学改革,提高教学质量;有利于教师专业能力的提高和科研创新能力的提高,保持教师科学研究方向的准确性,向着生产需要的方向的发展,避免与社会生产脱节;有利于促进高校科技成果经过合作的开发、必要的试验,转化为巨大的生产力,创造出非常可观的经济效益和社会效益,促进经济发展,反过来也能解决高校科研经费缺乏的问题[3]。
【参考文献】
[1]丁金昌.基于产学研结合的高职教育办学模式探索[J].高等工程教育研究,2012(4):114-120.
【关键词】采区石门;无煤柱开采;实践;分析
无煤柱开采是一种减少煤柱损失煤量的方法,随着我矿煤炭资源的减少,提高资源回收率是当务之急,40081采煤队回采92层左四区段,回采过程中因需要为九采区的主要石门留保护煤柱,损失煤量4.5万吨,为了合理获得资源,我矿应用无煤柱开采技术,对92层左四区段采取无煤柱开采,在回采前对九采区主运石门预先维护。
1、支护设计
1.1支护参数
顶板支护采用锚索支护,锚索锚固深度为5米,钢绞线直径15.24mm,间排距为2.0m×0.8m,锚索使用2个树脂药卷,托盘使用0.6米的U型钢,同时铺设金属网。
1.2九采石门支护断面
其示意图如图1
1.3巷帮支护
巷帮采用锚杆加钢带支护,锚杆直径20mm、长1600mm间排距2.0m×1.0m,并带W型钢带以增大支护面积。
1.4加强支护
为防止巷道周边悬露面上个别危石掉落,导致点支护失效,同时对围岩移动给以一定限制,因此进行锚喷支护。
2、施工技术措施
2.1施工预应力锚杆要求
1) 用锚杆机打完锚杆孔后,用压风或压力水清洗锚杆孔;
2) 将树脂锚固剂轻轻送入锚杆孔内;
3) 将锚杆和锚杆机连接;
4) 用锚杆将树脂锚固剂轻轻送入锚杆孔内;
5) 开动锚杆机带动锚杆搅拌树脂锚固剂,搅拌时注意边推边搅;
6) 当锚杆被推至孔底后,再搅拌5秒左右,然后停止搅拌;
7) 等待10分钟左右即可上托盘和螺母。
8)锚杆使用树脂药卷不少于1个,锚索使用树脂药卷不少于2个。
9)锚杆及锚索锚固药卷严禁锚固在煤层中,锚杆不够长时,必须使用锚索维护。
2.2关于打锚索的规定
1)锚索长度不准小于5m,锚固力不准小于15吨。
2)锚索托帽必须使用U型钢或8mm厚的钢板,钢板规格:300mm×300mm×8mm。钢带规格:1400mm×140mm×5mm,U型钢长不低于500mm。
3)挂网加固:钢丝网规格1.0米宽
3、经济效益
①、多出4.5万吨煤 4.5万吨×140元=630万元
少送一条跳面眼 180米×700元/m=12.6万元
少搬一次家 3万元
计:645.6万元
②、材料费
钢绞线 3720米×1.25公斤/米×5元/公斤=23250元
W钢带1200米×38元/米=45600元
锁 具 620个×22元/个=13640元
锚 杆 750套×34元/套=25500元
钢丝网1170m2×5.5元/m2=6435
计:11.4425万元
③、人工费:
打锚索 620套×60元/套=37200元
打锚杆 750套×15元/套=11250元
挂 网 1170m2×30元/m2=35100元
计:8.355万元
节省费用=①―②―③=625.8025万元
4、结论
为了减轻资源枯竭对我矿长远发展带来的压力,将原先预设的保护煤柱正常回采,通过对上部主运巷道进行维护,进一步调整支护密度,同时提前对巷道顶板进行挂网加固,增加巷道支护整体性,从而使下方工作面回采正常通过时,上部主运巷道状况良好,既多回收了资源,又少送一条跳面开切眼,采煤少跳一次面,简化了生产环节,同时又缓解了接续。
参考文献
[1]杜计平:开采方法,徐州,中国矿业大学出版社,2006.7
[2]程功林、汪佑武:煤矿开采技术,徐州,中国矿业大学出版社,2010.2
[3]张登明:煤矿开采方法,徐州,中国矿业大学出版社,2009.4
【关键词】企业年金 理论 探索 创新 资源枯竭
一、企业年金的概念及在我国的发展
1、企业年金的概念
企业年金(Enterprise pension)是指企业在参加基本养老保险的基础上,在国家政策的指导下,根据自身经济实力和经济状况建立的,旨在为企业职工提供一定程度退休收入保障的补充性养老制度。不同国家和地区对企业年金有不同的名称,在美国有雇主养老金(Employer’s Pension),欧洲有职业年金(Occupational Pension),澳大利亚有超级年金(Employer Annuity),智利有私营养老金(Private Pension),香港有强积金等。
2、企业年金在我国的发展
企业年金在中国产生于20世纪80年代初,以2000年底《关于完善城镇社会保障体系的试点方案》的颁布到2004年5月1日《企业年金试行办法》的颁布为界,至今经历了三个阶段,即企业补充养老保险阶段、企业年金试行阶段和企业年金全面推行阶段。第一,企业补充养老保险阶段。1991年国务院颁布的《国务院关于企业职工养老保障制度改革的决定》(国发[1991]33号),该决定首次提出了“国家提倡、鼓励企业实施补充养老保险”。从1991年开始到2000年这个阶段,企业年金被称为“企业补充养老保险”,是我国企业年金的探索阶段。第二,企业年金试点阶段。企业年金试点阶段是从2000年开始的,这是我国企业年金不断发展完善的阶段。这个阶段以国务院42号文件的颁布为标志。2000年底,国务院在《关于完善城镇社会保障体系的试点方案》中,将企业补充养老保险正式更名为“企业年金”,将我国企业年金定位为实行以参保人个人账户为基本形式,基金积累制的缴费确定型企业年金制度。第三,企业年金全面推行阶段。2004年5月1日起正式实施《企业年金试行办法》、《企业年金基金管理试行办法》。这两项制度的出台,构建了我国当前企业年金制度的基本框架,标志着我国开始全面推行企业年金制度。
二、企业年金理论
国内外专家和学者从不同的视角研究企业年金,企业年金理论呈现出百花齐放,百家争鸣的繁荣景象。具有代表意义的主要有以下一些理论。
1、雇主父爱理论
在企业年金制度的实践中,大部分企业年金计划都是由雇主率先提出的,不是社会压力、政府主导、法规强制的结果。西文经济学者埃佛里特・T.艾伦等人认为雇主建立企业年金的主要动机在于其“有一种与控制雇员的愿望联系在一起的父爱主义传统”。在现实中,由于一些雇员年轻时过度消费、过度挥霍,以致没有为自己年老时的生活准备足够的储蓄和积累。雇主因此把雇员视为“不够理智”的孩子,通过建立企业年金计划等企业保障计划的道德义务手段来对雇员实行激励、增加雇员福利、提高雇员积极性和归属感,间接提高企业的生产率。对于这一理论,存在着短视的过度挥霍与理性的过度挥霍两种解释。
2、人力折旧理论
人力折旧理论是建立企业年金计划的基本理论之一。随着工业化程度的提高和退休金制度的广泛推广,雇主对雇员退休后的经济保障越来越富有道义上的责任,人力折旧理论逐步被用来解释企业或行业福利基金的建立。所谓人力折旧,是指将雇员的人力资本价值比喻为同厂房或机器的成本一样,厂房或机器会因为长期损耗而折旧,长期雇员也会因为退休后赚取所得能力丧失,而需要雇主给予相当的退休金。退休金即相当于保护人力资本价值的费用,因而应该采取与厂房和机器一样的折旧进行成本的分摊,是雇主对年迈雇员不可推卸的社会责任。
3、延期支付理论
自20世纪40年代后期开始,人力折旧理论逐渐被延期支付理论取代,这一理论把企业年金视为劳动报酬的一部分。延期支付理论将退休金给付视为工资的一部分,无论是货币工资还是以退休金方式支付的延期工资,均为雇主雇用劳动力的要素成本。这样就为企业年金理论找到了一种较好的工具,使得劳动者能进行跨时期消费,平衡劳动者人生不同时期的消费需要。
4、增长年金投资理论
企业年金在其缴费和投资过程中,其资金的积累计算是运用增长年金的计算公式。增长年金指的是一定期限内,一个首期支付既定金额、持续一定期限、每期增长率既定的年金。根据货币的时间价值相关公式,首期支付为c,投资收益率为r,支付增长率为g,期限为n的增长年金的终值为:
其中FV为终值,PV为现值,其中r≠g。此公式对于计算个人企业年金账户余额,有着重要的意义。
三、资源枯竭理论的内容及其原理分析
1、资源枯竭理论的提出及内容
笔者在2009年云南大学工商管理硕士(MBA)毕业论文《云南省民营煤炭企业构建企业年金制度研究》中,首次提出了企业年金在煤炭企业中具备降低资源枯竭风险的“金保险”作用。经过一年多的深入研究与思考,对补充与完善企业年金理论进行新的探索,正式提出了企业年金“资源枯竭理论”,以期得到同行的批评指正。资源枯竭理论主要以采掘行业中的煤炭企业为研究对象。其理论基础来源于雇主父爱理论、人力折旧理论和煤炭开采的相关理论。本文将这三种理论知识进行了综合研究和融合,并运用增长年金理论建立起数据模型,总结归纳形成资源枯竭理论。其主要内容是:在采掘行业的生产经营过程中,主要是对再生资源的开采,因此任何一个企业可采的资源都是有限的。随着时间的推移,企业采出来的资源越来越多,同时地下存贮的资源就越来越少,总有一天会出现可采资源枯竭的现象。一旦企业资源枯竭,企业将面临破产、解散,而员工则面临失业、待岗、转行等情况。因此存在这种情况,员工在企业工作的时间越长,面临的资源枯竭风险就越大。若企业实施了企业年金计划,员工的企业年金账户余额随着工龄的增加而不断增长,将能有效降低资源枯竭给员工带来的风险。这时企业年金就具备降低资源枯竭风险的“金保险”作用,企业年金制度在采掘行业特别是煤炭企业中,不是可有可无的,而是必须的。
2、资源枯竭理论的原理分析
本文以云南省一个中型民营煤炭企业为研究样本,通过数据模型的建立,定性分析与定量分析相结合,进一步说明资源枯竭理论的原理。根据采煤概论及煤矿生产技术等学科的知识,我们可了解到一个煤矿生产运作主要经过设计、建设、投产、生产和报废等环节。其生产量主要经过产量增长期、产量稳定期和产量衰退期三个阶段。根据调研,以上述煤矿各年的生产计划及企业长远规划的数据为样本,其年产量数据模型如图1所示。
从图1可以清晰地看出,企业在生产初期产量是逐年递增的。随着时间的推移,煤炭产量到了最高点,也就是企业的最大生产能力,这个期间是企业的黄金生产时期,也是企业效益最好的时期。随着生产的进行,矿井不断向下开采资源,难度越来越大,可采资源越来越少,企业的产量快速下降,最后企业无可采的资源,矿井报废,企业面临解散、破产。员工面临失业。在整个煤矿生产中,企业可采资源的变化曲线如图2所示。
从图2可知,企业的可采存贮量随着时间的推移在递减,员工刚进企业,企业的可采资源较多,资源枯竭的风险不大,但工作时间越长,企业的煤炭资源越少,资源枯竭的风险随着员工工龄的增长而增长,这对员工是极其不利的。特别是煤矿企业,工作环境差,劳动强度大,对员工身心损耗较其他职业严重。若员工在四十五岁左右因企业资源枯竭而失业,要在本行业重新就业的难度十分大。要转到其他行业再就业,因年龄、专业知识和身体各方面的原因,也是十分困难。因此,如何通过有效制度来保障煤炭企业员工这方面的利益,对构建和谐社会、和谐矿山就显得十分重要。
根据企业年金基金投资运营的研究,本文发现企业年金的增长是一种“双复利”增长模式:一方面是投入额的复利增长;另一方面是年金基金投资收益的复利增长。根据上面所列的增长年金公式建立起模型,再与企业可采存贮量模型相结合,可以发现企业年金可以有效减少和降低资源枯竭给员工带来的风险。如图3所示。
通过图3可分析出以下内容:第一,在采掘行业中,资源枯竭的现象是无法回避的。对员工来说,在企业工作时间越长,面临的资源枯竭而带来的失业风险就越大,越晚进入到企业工作,这种风险越大;其次,如果企业为员工办理了企业年金,定期按规定缴费。员工企业年金个人账户余额会因投资收益、投入额的增长而 “双复利”式地增长,越到后面增长越快,员工在企业工作时间越长,其个人年金账户上的余额越大,抗风险的能力就越大,企业年金制度就有效降低了由于资源枯竭给员工带来的风险;最后,如果员工刚进入工作不久,企业就因资源枯竭而解散、破产,此时员工个人年金账户上的余额很少,但此时员工年青,可以到其他煤炭企业再就业或转行再就业,有较强的抗风险能力。总之,与其他行业相比,在煤炭企业建立企业年金的作用就不仅仅限于养老金的补充,而且更重要的是保护员工长远利益、回避资源枯竭的“金保险”。
四、结论与建议
根据杨帆、郑秉文、杨老金所著的《中国企业年金发展报告》(中国劳动社会保障出版社2008)所公布的资料(98~125),在2005年企业 年金基金管理机构资格审批完成后,企业年金进入到规范、快速发展时期。2006年和2007年前三个季度中,实施企业年金计划的,有不少是采掘型企业。特别是山西省2006年首批企业年金试点的企业名单中,近半数的企业是采掘行业中的煤炭企业。从一个侧面反映出相关企业已意识到企业年金的抗资源枯竭风险的作用。企业年金的资源枯竭理论是将雇主父爱理论、人力折旧理论和煤矿生产技术理论进行了知识融合、创新而得到的。该理论的提出,是对企业年金理论的探索与创新,该理论凸显了企业年金制度在采掘行业中实施的必要性和紧迫性。因此,本文在此强烈呼吁,政府相关部门及社会各界应关心企业年金制度的建设,应在某些特殊行业强制或半强制实施企业年金制度,这对保障员工权益,构建和谐社会、和谐矿山有着十分重要的意义。此文之意在于抛砖引玉,以期获得业界专家学者的批评指正,为我国企业年金制度的完善和发展,尽一己微薄之力。
(注:本文属云南省教育厅科学研究基金项目《云南省民营煤炭企业年金制度激励效应研究》阶段性成果;项目编号:09C0241。)
【参考文献】
[1] 杨燕绥:职业养老金实务与立法[M].中国劳动社会保障出版社,2009.
[2] 任焕:云南省民营煤炭企业构建企业年金制度研究[D].云南大学工商管理硕士(MBA)毕业论文,2009.
[3] 郭琳:中国养老保障体系变迁中的企业年金制度研究[M].中国金融出版社,2008.
[4] 杨长汉:中国企业年金投资运营研究[M].经济管理出版社,2010.
[5] 杨帆、郑秉文:中国企业年金发展报告[M].中国劳动社会保障出版社,2008.
关键词:贯通测量误差预计
中图分类号:O241.1文献标识码:A 文章编号:
引言: 贯通测量误差预计,就是预先选择一种测量方案,测量方法和仪器,并据此按误差理论估算一下,测量误差在贯通巷道拟定的相遇点处的每一重要方向上的累计可能达到多少。这是一项十分重要的工作,本文主旨在于理清思路,对矿山测量中的误差预计工作提供参考。
1 概况
××煤矿位于××县东南百子沟,行政区划隶属××县,与××县新民镇相邻,距××县城约20Km。
本矿井井田南端开拓有主立井、副斜井用于提煤、下料、行人。本次拟在北端开凿一立井,用于通风。按设计要求,本次贯通垂直于掘进方向允许偏差0.2m,竖直方向上允许偏差为0.1m。
2 贯通测量方案
2.1 贯通线路
根据矿井目前生产建设情况,贯通路线由副斜井口开始,经井底车场,沿已投入生产的8煤层轨道下山至8煤层回风下山北端,到新建风井完成贯通。井下控制测量距离约3.75Km,贯通相遇点F点也就是新建风井井筒中心。
2.2 测量方案
贯通测量方案见表1。
表1贯通测量方案
1 四等GPS网 四等水准 一级导线 等外光电测距三角高程 等外水准
3 贯通误差预计
依据甲方提供的“××煤矿采掘工程平面图”绘制贯通误差预计图,见图一。
3.1 水平方向上的预计误差
3.1.1 地面GPS控制测量误差
地面GPS控制测量误差分为角度误差和边长测量误差。角度和边长测量误差都引起贯通相遇点F点在X′方向上的误差。
(1)
式中 MSⅠ-Ⅱ——近井点Ⅰ与Ⅱ之间边长SⅠ-Ⅱ的误差;
(2)
a——固定误差,D级及E级GPS网的a≤10 mm;
b——比例误差系数×10-6, D级GPS网的b≤10×10-6,E级GPS网的b≤20 ×10-6;
α′——SⅠ-Ⅱ边与贯通重要方向x′之间的夹角。
本例中,a=10mm,b=10×10-6,SI-II=2626.502, α′=1゚2’ 。
代入(2)式得:MSI-II= 0.01米。
再代入(1)式得:
Mx’上= 0.01×cos1゚2’=0.01m。
3.1.2 定向(联系)测量引起F点在x′方向上的误差
不论采用几何定向或陀螺定向,定向测量的误差都集中反映在井下导线起始边的坐标方位角误差上。所以定向测量误差引起的F点在x′方向上的误差为:
Mx′0=±Mα0×Ry′0/ρ (3)
式中Mα0——定向测量误差,即由定向引起的井下导线起始边坐标方位角的误差;
Ry′0——井下导线起始点与F点连线在y′轴上的投影长
两个立井的定向测量误差所引起的F点在x′方向上的误差Mx′01和Mx′02应分别求出。
本例中,由于贯通点F位于新建竖井下,所以不考虑其联系测量误差,仅计算主立井的定向误差。
MαDJ02=10”, Ry′DJ02=51.383 m,ρ=206265,代入(3)式得:
Mx′DJ02=0.002mm。
3.1.3 井下导线测量误差
井下导线测量误差分为测角和测边误差,测角和测边误差都引起贯通相遇点F点在X′方向上的误差。
(1) 测角误差
测角误差引起贯通相遇点F点在X′方向上的误差为:
(4)
式中: —测角中误差,5″;
ρ—206265″;
—井下各导线点与F点连线在y′轴上投影的平方和。
由贯通误差图上量得有关数据,并经计算复核得Ry'2=7444247。
代入(4)式得:
=±5/206265×=0.066m
取两次独立测量的误差:
= =±0.047m
(2) 测边误差
测边误差引起贯通相遇点F点在X′方向上的误差为:
(5)
式中: —测距相对中误差,取1/6000;
—井下各导线边在x′轴上投影的平方和。
由贯通误差图上量得有关数据,并经计算复核得 =512594。
代入(5)式得:
=±1/6000×=±0.119m
取两次独立测量的误差:
= =±0.084m
3.1.4 贯通在水平重要方向上的中误差
(6)
Mx’上= 0.01m,Mx′DJ02=0.002mm, =±0.047m, ==±0.084m
代入(6)式得:
MxF=±0.097m
3.1.5 贯通在水平重要方向上的预计误差
=±0.194m
3.2 高程上的预计误差
3.2.1 地面四等水准测量引起的误差
地面水准测量由已知水准点XJ01至近井点DJ02,距离为290米。
地面四等水准测量引起的误差为:
(7)
式中:L—水准路线长度,以公里为单位。本例中,L=0.29。
=±5.4mm
3.2.2 导入高程误差
当缺乏根据大量实测资料所求得的导入高程中误差时,可以按《煤矿测量规程》中规定的两次独立导入高程的容许互差来反算求得一次导入高程的中误差。规程中要求两次独立导入高程的互差不得超过井筒深度h的1/8000,则一次导入高程的中误差为:
(8)
本例中,水准路线是通过副斜井传递的,所以不存在立井的高程导入误差。
3.2.3 斜井光电测距三角高程测量误差
斜井光电测距三角高程测量中误差为对向观测高差较差除以2 。
(9)
式中:D—往返测、附合或环线水准路线长度(km)。
= ≈±25mm
3.2.4 井下等外水准测量引起的误差
(10)
式中:D—往返测、附合或环线水准路线长度(km)。
= ≈±42mm
3.2.5 贯通相遇点F在高程上中误差
(11)
将上面的计算结果代入(11)式得:
≈±49.2mm
取两次独立测量的误差:
≈±34.8mm
3.2.6 贯通相遇点F在高程预计误差
MH预=2M H F’=70mm
4 结语
通过本案例的计算,总结出在做贯通测量预计时应注意以下事项:
1.确定假定坐标系的坐标轴的方向, Y’轴为贯通中心线的方向, X’轴为过贯通相遇点与Y’轴垂直的水平方向(贯通面方向)。
2.Ry’为起算点与贯通点连线在Y’轴上的投影长度,而Dx’为两导线点间的导线边在X’轴上的投影长度。
3.GPS测量的误差传播不能用传统的误差传播定律和公式来计算。
4.首先要结合实际情况设计贯通测量的施测方案,根据具体方案进行误差预计分析。
5. 用CAD工具在图纸上直接量取投影长度等相关数据比采用电子表格计算更直观和便捷。
6. 当预计误差值超过允许偏差值时,应充分利用陀螺定向和光电测距技术提高测量精度。
7. 误差预计中的各项测量中误差,原则上应采用本矿积累和分析的实际数值。如果没有,可按测量规程中规定的数值计算:
若规定数据是单一观测(或单位权观测)中误差,便可取该规定值直接参与误差预计;若规定数据是允许误差,则应将允许误差除以2,换算成中误差;若规定数据是两次测量之差的允许值,则应将其换算成一次测量的中误差,此时可将该允许值除以2 。
参考文献:
[1] 牛长旭,《矿山测量学》,北京,冶金工业出版社,1980。
[2] 《矿山测量学》,中国矿业大学,2009年。
[3] 袁孔铎,《误差理论与分析》,北京,冶金工业出版社,1980。
[4] 李孟山,张文彦,《工程测量概论》,西安地图出版社,2004年。
[5] 《煤矿测量规程》,2010版。
作者:左旭辉,1965年生,工程师.
关键词:软岩 巷道变形 支护方式
中图分类号:TU2 文献标识码:A 文章编号:1672-3791(2012)12(c)-0092-01
1 软岩巷道地质概况
四川威远集团叙永煤矿属附和近距离煤层群开采,其中S21绞车上山布置在C20煤层和C19煤层旁边,间距约25 m,S21绞车道上山巷道主要是由山泥岩或沙质泥岩构成的,蒙脱石和伊利石的含量非常高,属于极为典型的膨胀性软岩巷道。自该矿井投入生产以来,该巷道虽然经过多次翻修,但均未起到很好的效果,巷道底鼓量大,变形严重等问题依旧十分严重。
2 对于造成软岩巷道破坏的原因的分析
(1)由于围岩的岩石性质,及其所受的力学性质对围岩的牢固性和稳定性具有极大的影响,因而主要是由山泥岩或沙质泥岩构成的S21绞车道上山巷道,由于泥岩或沙质泥岩的膨胀性,造成岩体强度十分差,变形非常严重;并且由于S21绞车道上山巷道的围岩的裂隙在随着地质变化不断地发育的原因,一部分矿井水通过不断发育的裂隙逐渐渗透到围岩深部,致使岩体强度严重弱化并引起膨胀,破坏巷道原有支护。(2)该矿属于附和近距离煤层开采,巷道两边布置工作面多,采煤工作面回采期间采动支撑压力对围岩破坏有较大影响。(3)巷道支护方式采用注浆固化,工字棚支护,工字钢结合人工假顶二次支护等,不能适应巷道变形的需要。
3 软岩巷道的几种综合支护方式
依据S21绞车道上山巷道的破坏情况,可以采取以下几种方式对巷道进行维护。
(1)对于巷道破坏情况较轻,断面能满足使用要求的区段,可以采用人工假顶或者锚网支护的方式对巷道进行维护。(2)对于巷道破坏情况较重,但断面能基本满足使用要求的区段,可以采用人工假顶和锚喷联合支护的方式对巷道进行维护。(3)对于巷道破坏情况极重、围岩压力明显、巷道破坏失修严重、断面不能满足使用要求的区段,可以先在巷道顶部及两帮喷射混凝土,然后采用高水速凝材料预注浆对巷道破坏岩体进行固化,最后在刷大断面后采用锚网加网壳进行联合支护;底板修护可先采用高水速凝材料预注凝进行固化后,采用锚网加浇注混凝土反拱联合支护。
4 锚注网壳支护工艺
4.1 锚注网壳支护技术工艺过程
锚注网壳支护技术工艺过程可分为:预锚喷—第1次注浆固化—巷道扩刷—锚网支护—网壳支护—喷浆固化—第2次注浆固化等几个阶段。
4.2 注浆固化
根据注浆固化相关理论及矿井的实际情况,列出如下注浆固化相关参数:(1)根据S21绞车上山围岩遭到破坏的严重程度,取1~2 MPa的注浆压力,注意最高不要超过3 MPa。(2)由于注浆量容易受到裂隙发育程度、围岩破坏程度、注浆压力、封孔质量、管路水压等多种因素的影响,所以在原则上注浆量以注浆一直到注不进去为止。(3)注浆扩散半径3 m以上;注浆孔深1.5~2 m、封孔长度1.0 m、孔径42 mm;
(4)需要注意的是注浆孔可以分两次布置,这样可以有效地防止注浆之间串浆。第一次排距6 m,第二次在中间打一排,保持排距3 m。(5)浆液的水分比1.2~1.5,采用双液注浆工艺,分为钻孔、封孔、制浆、注浆、清洗等5个阶段。注浆固化两个阶段工艺过程相同。
4.3 锚杆支护
根据对S21绞车上山围岩地质状况的分析来看,可把锚杆支护的参数设为:高强度螺纹钢锚杆的直径为20mm,长度为2000 mm,间排距为800 mm,每根锚杆两支树脂药卷为CK2350;锚索长度为6000 mm,每排3根,间排距为2×3.2 m,每孔两支CK2350药卷,铺设金属平焊网。具体锚杆布置如图1。
4.4 网壳支护
网壳的结构为双层双曲网壳,每付支架由一块顶网,两块侧帮网和一块底网对头拼装而成,并且在接头处安装一块40 mm厚的可缩木条,接头要用螺栓连接,以便施工时可以进行连续安装。
4.5 喷浆固化
为了达到最佳效果,应该在铺设网壳支架结束后立刻进行喷浆固化工艺,其中混凝土的配合比为,水泥∶黄沙∶石子=1∶2∶2;厚度,以覆盖住网壳下旋钢筋为标准,一般来说厚度范围在50~150 mm之间。
5 综合分析
分别在锚注网壳支护巷道、锚注支护巷道和锚网喷巷道等3个位置,设置测点间距为50 m的三个测点,这样做的目的是为了进一步了解、分析支架的受力状况及其变形规律,以及在相同的地质条件下不同的支护形式所起到的不同的支护效果。通过对3个测点顶底板位移量等技术参数的比较分析后得出如下结论。
(1)围岩在采用锚注网壳支护技术前屈服区域较大,而在采用锚注网壳支护技术后,由于岩体内裂隙之间充满了加固材料,围岩弱面的强度以及围岩自身的承载力,得到了增强。
(2)巷道在采用锚注网壳支护技术后,巷道变形量约为采用普通锚网喷支护巷道的变形量的1/2,巷道变形量减少十分明显。
(3)三种支护形式中,采用锚注网壳支护的强度最大,锚注支护强度次之,普通锚网喷支护强度最小。
6 结论
(1)通过实践得出,网注网壳支护强度较大,该支护可以有效的增强巷道稳定性,抵御软岩巷道的膨胀变形,防止围岩破坏范围的扩大,较普通锚网喷和一般支护相比明显的优势。(2)由于锚注工艺现场操作工序多,材料配置不易掌握,因而锚注工艺比较复杂。另外,锚注工艺的注浆材料成本较高,且施工中注浆材料易随围岩裂隙而发生跑漏,容易影响注浆效果。
参考文献
[1] 金峙.最新矿山井巷掘进施工新工艺新技术实用手册[M].北京:中国煤炭出版社.