开滦集团公司钱家营矿业分公司的-850水平西翼与八采区下部石门贯通测量工程 毕业论文设计
煤矿大型贯通工程贯通误差预计与分析
’ ｙ－
。 ＺＲ 为 支 导 线 线 段 各 点 与 点
连线在 Ｙ 轴 上 的投 影 长 。
１ ． １ 作 业 依 据
根据 ［ 煤矿 测量 规程 ］ 规定 并 结合 井 巷工 程 的用途 ， 确定贯通在水 平重要 方 向上 的允许偏 差 为４ － ０ ． ３ ｍ， 高程方 向上的允许 偏差为 ４ － ０ ． ２ ｍ。 １ ． ２ 所用 仪器设 备 ①陀螺 定 向采 用瑞 士 ＷＩ Ｌ Ｄ厂生 产 的 Ｇ Ａ Ｋ
后 精 度很 高。
关键 词 ： 贯通 工 程
测量
误差
预 计
中 图分 类 号 ： Ｔ Ｄ１ ７ ２ ． ２ 文献标识码 ： Ｂ 文章编号 ： １ ０ ０ ６—０ ８ ９ ８ （ ２ ０ １ ３） ０ ３—０ ０ ７ ６—０ ３
开滦钱家营矿业公司 一 ８ ５ ０西大巷与八采 区 下部石 门的贯通工程 于 ２ ０ ０ ４年 ５月 ２ ７ Ｅ ｔ 开工 ， ２ ０ ０ ９年 ４月 １ ０日实 现 高精度 贯通 ， 整 个工 程贯 通导线全 长 约 １ ２ １ ６ ６ ． ７ ５ ｍ， 属 于跨 两 水 平 的大
Ｓ Ｅ Ｔ ２ ２ Ｄ全站 仪 ， 综 合 因 素取 ７ Ｉ ｌ ｌ ， ｌ ＝１ ／ ８ ０ ０ ０ｍ 为
，
ｂ
２ ． １ 测 角 中误 差 水平 角 测 量 误 差 主 要 包 括 仪 器 误 差 、 测 角 方
测距 中误 差 、 ｆ 为导线 长。
３ 贯 通 测 量 误 差 预 计
钱家营矿业公司有关情况1
第一章矿井基本情况一、公司概况钱家营矿是开滦集团煤业分公司下属的大型骨干生产矿井，年设计生产能力400万吨。
矿井1978年开工建设，1988年12月份建成投产，1999年达到设计生产能力（生产原煤428万t），1999年12月份改制为开滦（集团）有限责任公司钱家营矿业分公司，2002年10月份通过专业化重组，形成了煤业、多经、经贸和社区专业化分工的管理格局,2007年产煤549万t。
钱家营矿业分公司位于河北省唐山市丰南区钱家营镇，京山铁路在井田西北经过，工业广场至京山铁路线唐山南站和古冶站，直线距离分别为14.5km和16km，有钱吕铁路与矿区支线古、吕、范铁路接通，生产的煤炭经古冶站外运，区内公路便利，有唐钱、唐吕及津唐、唐港高速公路通过。
井田东北部和北部分别与范各庄井田和吕家坨井田相邻。
采矿登记矿井边界深部至各煤层的-1200米底板等高线，浅部为各煤层潜伏露头线，西部至27号勘探线，东部边界为钱范、钱吕矿井边界，矿井走向长16.9Km，倾斜宽4.7-8.8Km，井田总面积88.3201 Km2。
地理坐标为：东经：118º14′12″～118º24′43″北纬：39º30′13″～39º38′32″2000～2006年主要生产指标曾获得的荣誉：现代化矿井省级重合同、守信用单位特级质量标准化矿井全国文明煤矿省级标兵企业全国“双十佳”煤矿煤炭企业现场管理先进单位二、矿井地质概况1地质特征、煤层、煤质1.2.1煤层井田内可采和局部可采煤层共7层，即煤5、煤7、煤8、煤9、煤11、煤12-1、煤12-2。
其中主要可采煤层为煤7、煤9、煤12-1，均属复结构的中厚—厚煤层。
回采煤层集中于煤5、煤7、煤9、煤12-1。
煤8仅局部可采，煤层厚度变化较大、煤层灰分较高，伪顶发育。
煤11绝大部分不可采，属极不稳定煤层。
对井田煤层稳定性结合一水平采掘情况和精查勘探结论评价如下：井田内煤7为稳定煤层，煤9、煤12为较稳定煤层，煤5、煤8为不稳定煤层，煤11属极不稳-1定煤层。
浅谈钱家营矿业分公司暗立井安装收尾工程的测量工作
浅谈钱家营矿业分公司暗立井安装收尾工程的测量工作李风志(开滦钱家营矿业分公司河北唐山063301)摘要:在钱家营矿业公司暗立井井帽、井架等核心工程安装完毕后,所展开的推车机基础、中石门出车线与立井吻合连接等收尾工程的测量工作比较复杂,难度较大。
对其中关键环节进行了认真地剖析,提出了工作方案,可供今后类似工作借鉴。
关键词:马头门 平移高程 闭合中图分类号:T D175+.3 文献标识码:B 文章编号:1006-0898(2010)04-0038-021 工程概况邢台四处在钱家营矿业公司凿井完毕后,在暗立井-850水平南北两侧马头门各留下一组马头门中线和两个水准基点。
其中南侧马头门中线点4个,北侧马头门2个,南侧水准点标高-847.2m ,北侧水准点标高-847.3m 。
当开滦集团基建公司安装处安装罐道梁接近-850水平时,钱家营矿业公司决定由开拓三区施工推车机基础。
在此情况下,地测科测量队对邢台四处移交马头门中线和安装处下垂的4根钢丝相对进行位置比较,把水准基点与临近-850水平一罐道梁上平进行比较。
依据比较结果,着重确定推车机基础平面位置、高程,使推车机基础与井底车场修道工程相匹配。
2 推车机基础平面位置确定2.1 施工推车机基础所需方向线的确定(图1)图1 推车机基础方向平面图(顺巷道方向)图1中:a 、b 为钢丝,a 1-a 2=5.404m ,a 1-b 1= 3.480m 。
a 垂直巷道方向距离井中2.070m ,顺巷道方向为 2.702m 。
b 垂直巷道方向距离井中1.410m ,顺巷道方向为2.702m 。
1、3、、5、为邢台四处标定点(用“Ξ”表示),、6、、为钱家营矿业公司标定点(用“”表示)。
在现场实测得出:1、3、4较顺线,但由此方向延长至9处(┈方向),则会导致5偏差60mm ,9偏差190mm 。
该方案不太合理。
实际选1、5方向调整,则3平移5mm ,4平移约50mm ,9平移85mm 。
浅述钱家营矿矿井西翼新建风井方案
浅述钱家营矿矿井西翼新建风井方案米文宝【摘要】通过对开滦钱家营矿当前、未来不同时期通风系统进行分析，由于西翼通风系统井深巷远，当矿井需风量逐渐增加时，矿井的总阻力会显著增大。
因此，该矿新增风井势在必行，在此对该矿建设风井方案进行论述。
【期刊名称】《水力采煤与管道运输》【年(卷),期】2016(000)002【总页数】5页(P97-101)【关键词】通风系统;阻力降低;优化;方案比较【作者】米文宝【作者单位】河北煤监局冀东分局监察一室，河北唐山 063000【正文语种】中文【中图分类】TD722开滦钱家营矿业公司拥有一座年产570万t的现代化矿井，由于该矿西翼井深巷远，最大阻力通风线路将达到15 000m，目前该矿西翼进风从井筒下口到八采有4 600m，到九采区将达到6 200m，-450水平总回大巷有2 300m。
矿井阻力集中在回风大巷和进风大巷，如果能缩短通风路线长度，有利于降低矿井阻力[1]。
从通风角度，将新井选在矿井西翼靠近九采的位置，井筒下口到达西翼九采区进风口距离约100m，从地面一直延伸到-600水平，将大大缩短进风或回风路线。
钱家营矿井通风方式为两翼对角式，设有东、西两个回风井，主、副井进风，通风方法为抽出式[2，3]。
生产区域主要集中在二采区、三采区、十采区、六采区、八采区等区域。
矿井西翼井深巷远，八采通风最远达到15 000m，生产区域集中，造成采区需风量增加。
同时八采区专用回风巷布置在煤巷，受采动影响，造成回风断面小，八采风桥回风断面小阻力大，-600水平西进风大巷车头房区域巷道断面不足8m2。
矿井东翼采掘衔接布置集中，采区需风量集中，表现为十采区。
根据矿井长远衔接安排，东翼-850水平以下12采、15采延深工程回风均串入十采区、十一采区，主要回风线路将达到10 000m。
为有效降低阻力，新建的风井井筒直径8m,井筒从地面一直延伸到-600水平，井筒深度600m，同时要新修通往新回风井的配套总回风大巷。
钱家营矿业分公司岩巷快速掘进实践
３ ． １ 社 会 效 益
板局部破 碎及 冒落 和 工作 面 迎 头片 帮对 施 工人 员 的伤 害 ， 锚 杆 钻 车解 决 了 大 断 面 巷 道 临 时 支 护
的难 题 。 ③ 掘 进 工 作 面 支 护 期 间 施 工 人 员 的 劳 动 强
度显著下 降 ， 改善 了职工 的工作条件 。
田志 刚
（开 深 钱 冢 蓄矿 业 分 公 司 河 北 唐 山 ０ ６ ３ ３ ０ １ ）
摘要： 开 滦 钱 家 营矿 业 分公 司开 拓 一 区在 十 采 至 辅 采 回 风 山 的施 工 过 程 中 ， 创 下 了 大 断 面 上 山掘 进 月进 尺 ６ ２ ｍ 的记 录 ， 介 绍 了在 施 工 过 程 中 通 过 创 新 作 业 循 环 方 式 ， 取 得 了快 速 移 动 耙
巷 快 速 掘 进 的新 方 法 ， 取 得 了令 人满 意 的效果 ． 现 对 十采 至 辅 采 回风 山 施 工 过 程 中 的 生 产 组 织
１ 工 程 概 况 及 施 工 方 法
钱 家 营 矿 业 分 公 司 十 采 至 辅 采 回 风 山 的 岩 巷 主要 用 于 矿 井 东 翼 通 风 降 阻 。巷 道 开 口位 于
１ ８ｍ 。
于太 原理 工大学 采矿 工程 专业 ， 现 在 晋 煤 集 萄 成庄 矿 从 事 生 产
管理 工作 。
②掘进 工 作 面临 时 支护 及 永 久支 护 时施 工 人员 的安全性 显著提高 ， 可有效 防止 支护期 间顶
收 稿 日期 ： ２ ０ １ ２—０ ５—０ ４
３ ５
２ ０ １ ３年 ９ 月
水 力采煤 与管道 运输
第 ３期
国家矿山安全监察局关于公布安全生产标准化管理体系一级达标煤矿名单（第九批）的通知
国家矿山安全监察局关于公布安全生产标准化管理体系一级达标煤矿名单（第九批）的通知文章属性•【制定机关】国家矿山安全监察局•【公布日期】2023.12.19•【文号】矿安〔2023〕152号•【施行日期】2023.12.19•【效力等级】部门规范性文件•【时效性】现行有效•【主题分类】劳动安全保护正文国家矿山安全监察局关于公布安全生产标准化管理体系一级达标煤矿名单（第九批）的通知矿安〔2023〕152号各产煤省、自治区及新疆生产建设兵团煤矿安全监管部门、煤炭行业管理部门，国家矿山安全监察局各省级局，有关中央企业：按照《煤矿安全生产标准化管理体系考核定级办法（试行）》（煤安监行管〔2020〕16号）等规定，经资料审查、现场检查、抽查、网上公示，确认开滦（集团）有限责任公司钱家营矿业分公司等53处煤矿（详见附件）为安全生产标准化管理体系一级达标煤矿，现予以公布。
自公布之日起生效，有效期3年，符合相关条件的，可申请自动延期。
根据《关于大力推进煤矿安全生产标准化建设工作的通知》（安监总煤行〔2017〕59号）、《关于进一步完善煤炭产能置换政策加快优质产能释放促进落后产能有序退出的通知》（发改办能源〔2018〕151号）、《关于印发煤矿生产能力管理办法和核定标准的通知》（应急〔2021〕30号）等有关规定，上述53处煤矿在标准化一级等级有效期内享受以下激励政策：一、在全国性或区域性调整、实施减量化生产措施时，原则上不纳入减量化生产煤矿范围。
二、在地方政府因其他煤矿发生事故采取区域政策性停产措施时，原则上不纳入停产范围。
三、申请生产能力核增时，在同等条件下，可优先开展审查确认工作；新投产的煤矿和已核定生产能力的煤矿，通过生产能力核定提高产能规模的间隔时间，可由3年缩短至2年。
四、生产能力核增时，产能置换比例不小于核增产能的100%，通过改扩建、技术改造增加优质产能超过120万吨/年以上的，所需产能置换指标折算比例可提高为200%。
钱家营矿业公司有关情况1
第一章矿井基本情况一、公司概况钱家营矿是开滦集团煤业分公司下属的大型骨干生产矿井，年设计生产能力400万吨。
矿井1978年开工建设，1988年12月份建成投产，1999年达到设计生产能力（生产原煤428万t），1999年12月份改制为开滦（集团）有限责任公司钱家营矿业分公司，2002年10月份通过专业化重组，形成了煤业、多经、经贸和社区专业化分工的管理格局,2007年产煤549万t。
钱家营矿业分公司位于河北省唐山市丰南区钱家营镇，京山铁路在井田西北经过，工业广场至京山铁路线唐山南站和古冶站，直线距离分别为14.5km和16km，有钱吕铁路与矿区支线古、吕、范铁路接通，生产的煤炭经古冶站外运，区内公路便利，有唐钱、唐吕及津唐、唐港高速公路通过。
井田东北部和北部分别与范各庄井田和吕家坨井田相邻。
采矿登记矿井边界深部至各煤层的-1200米底板等高线，浅部为各煤层潜伏露头线，西部至27号勘探线，东部边界为钱范、钱吕矿井边界，矿井走向长16.9Km，倾斜宽4.7-8.8Km，井田总面积88.3201 Km2。
地理坐标为：东经：118º14′12″～118º24′43″北纬：39º30′13″～39º38′32″2000～2006年主要生产指标曾获得的荣誉：现代化矿井省级重合同、守信用单位特级质量标准化矿井全国文明煤矿省级标兵企业全国“双十佳”煤矿煤炭企业现场管理先进单位二、矿井地质概况1地质特征、煤层、煤质1.2.1煤层井田内可采和局部可采煤层共7层，即煤5、煤7、煤8、煤9、煤11、煤12-1、煤12-2。
其中主要可采煤层为煤7、煤9、煤12-1，均属复结构的中厚—厚煤层。
回采煤层集中于煤5、煤7、煤9、煤12-1。
煤8仅局部可采，煤层厚度变化较大、煤层灰分较高，伪顶发育。
煤11绝大部分不可采，属极不稳定煤层。
对井田煤层稳定性结合一水平采掘情况和精查勘探结论评价如下：井田内煤7为稳定煤层，煤9、煤12-1为较稳定煤层，煤5、煤8为不稳定煤层，煤11属极不稳定煤层。
矿井煤仓仓底结构设计与施工技术
煤炭与化工Coal and Chemical Industry第43卷第4期2020年4月Vol.43 No.4Apr. 2020采矿与井巷工程矿井煤仓仓底结构设计与施工技术高芝波(开滦能源化工股份有限公司，Mdt 唐山063018)摘要：开滦集团钱家营矿业分公司煤炭采用皮带运输，转载煤仓仓底破坏严重，影响正常生产，造成多起安全事故。
针对这一情况，对煤仓仓底的结构设计、施工顺序进行优化，增加支护强度。
实践表明，优化后的煤仓仓底实现了煤炭安全、高效运输。
关键词：煤仓仓底；结构强度；设计优化中图分类号：TD26文献标识码：B 文章编号：2095-5979 ( 2020 ) 04-0020-02Design and construction technology of coalsilo bottom structure in mineGao Zhibo(Kcaluan, Energy and Chemical Corporation Ltd., Tangshan 063018,China )Abstract : Kailuan Group Qianjiaying Mining Branch adopted coal transportation by belt, with serious damage of coal warehouse bottom , affecting normal production, resulting in a number of safety incidents, to address this situation, thestructural design and construction sequence of the bottom of the coal silo were optimized and the support strength wasincreased. Practice showed that the optimized coal warehouse bottom achieved safe and efficient coal transportation.Key Words : coal warehouse bottom; structural strength; design optimization1概 况矿井煤仓是煤炭生产提升运输的主要转载设施，其结构状态的强度直接影响着煤炭生产提升运输效率和安全。
浅谈钻探工程对复杂区域煤层赋存情况探查的重要性
1区域地质情况-850主石门位于钱家营矿十四采区东部，属于本矿三水平的第一条石门，也是承载着我矿二三水平生产衔接的重要工程。
-850主石门已分别穿过了12-1、11、9、8、7、61/2、6煤层，在即将穿过5煤层时发生了瓦斯动力现象，导致工程停滞。
5煤层属于局部可采煤层，在-850主石门区域5煤层厚度变化较大，局部煤厚为0（钱补50-1钻孔资料），煤层结构简单，无夹矸。
图12实际情况分析2.15煤层赋存复杂且瓦斯含量较高，导致工程无法进行，需要对前方煤层进行探查后方可施工，停头处-850主石门层位为5煤层底板；巷顶往上2m 为5煤层，煤厚约5m ，预计迎头前10m 将见5煤层、73m 将见凝灰质粗粒砂岩、290m 将见3煤层；5煤层顶部还将遇到3条煤线。
岩层主要有中砂岩、粉砂岩、细砂岩，凝灰质粗粒砂岩。
导致此种情况的直接原因为受三维地震断层AF42H=0~27m∠40°~60°的影响。
为了掌握前方5煤层赋存变化及探明三维地震断层AF42H=0~27m∠40°~60°对5煤层赋存的影响，需要对5煤层的赋存情况及三维地震断层AF42H=0~27m∠40°~60°的实际位置进行探查。
处理方法：鉴于5煤层瓦斯含量较高，会增加探查及施工难度，故选用边探便觉得探查方案，既确保施工安全，又能提高探查的准确性。
2.2探查方案冒落区5煤层赋存探查，布置冒落区探查孔6个，确定冒落范围及5煤层在该范围的赋存情况。
（图2）根据井下钻探情况分析，由于个别钻孔的见煤底板标高与相邻见煤点有不吻合现象，分析为前方可能有断层或破碎带发育。
巷道前方35至99m 范围为探查圈定无煤区，推测造成无煤的原因为原始沉积和隐伏地质构造，在穿过该区域的钻孔中，由于探查钻孔角度小，且水平穿煤钻孔卡钻夹钻严重导致取芯难度极大，无法精确判定该无煤区的形成原因以及隐伏地质构造的赋存状态，为了进一步对前方5煤层及隐伏断层赋存情况进行探查，将在测点ZS15前64.8m （迎头前10m ）布置地质探查取芯钻孔3个，探查巷道前方5煤层及构造情况，钻探工程量共计123m 。
钱家营矿-850主石门过5煤层施工实践
钱家营矿-850主石门过5煤层施工实践王永瑞【摘要】开滦钱家营矿业分公司-850主石门在施工过程中必须穿过5煤层,而5煤层为煤与瓦斯突出煤层,其顶板岩层较破碎,如果采用的施工方法不合理,将造成煤与瓦斯突出或顶板冒落事故,不仅给安全生产带来很大隐患,而且浪费大量的支护材料.通过对5煤层的顶底板地质资料及巷道施工方案的分析和比较,提出解决最佳施工方法并安全通过5煤层.【期刊名称】《水力采煤与管道运输》【年(卷),期】2016(000)003【总页数】5页(P45-48,54)【关键词】顶板冒落;施工;突出;实践【作者】王永瑞【作者单位】开滦(集团)有限责任公司煤业分公司,河北唐山063000【正文语种】中文【中图分类】TD263开滦钱家营矿业分公司年设计生产能力为400万t，为保持矿井的生产能力不受影响，必须提前准备下一水平的开拓工程。
-850主石门是延伸-1100水平的主要开拓工程。
在施工-850主石门过程中，由于遇到了瓦斯地质异常区，在5煤层附近发生了煤与瓦斯突出。
为了探测5煤层瓦斯异常情况，该矿做了一系列的防治煤与瓦斯突出工作，-850主石门要继续向前施工，如果施工方法不当，易发生5煤层的瓦斯突出或顶板冒落事故。
目前，开拓巷道掘进仍采用钻眼爆破方法破岩，采用金属拱形支架、锚注架喷联合支护和锚网喷锚索锚注联合支护等支护形式。
在开拓施工中发现，采用不同的施工方法，对顶板的支护效果明显不同。
施工中如果不采取行之有效的支护方法，不仅易发生煤与瓦斯突出，威胁施工人员的安全，而且会造成顶板冒落，浪费大量的物力和财力。
在-850主石门施工中，首先打超前钻孔，经过测定瓦斯参数，确定无瓦斯动力现象后，再进行巷道施工。
在巷道施工中，采用钻爆法破岩、锚注与架喷相结合的施工方法，安全通过了5煤层，取得了较好地施工效果。
根据三维地震勘探资料分析，-850主石门地质构造复杂，将先后揭露AF42逆断层、SDF41逆断层、AF32逆断层、 DF44正断层，受断层影响，预计施工范围内小构造及裂隙发育。
大型贯通测量保障分析
大型贯通测量保障分析杨智华【摘要】文中结合钱家营矿业分公司-780大型贯通测量工程,从贯通误差预计、测量方案的优化、技术措施、组织保障等方面对贯通测量工程进行了分析,总结了保障大型贯通测量方法,希望对今后类似工程具有较大的借鉴作用.【期刊名称】《矿山测量》【年(卷),期】2011(000)001【总页数】2页(P46-47)【关键词】贯通;测量;保障;分析【作者】杨智华【作者单位】开滦钱家营矿业分公司,河北,唐山,063000【正文语种】中文【中图分类】TD175+.5开滦钱家营矿业分公司是设计年产400万t的特大型现代化矿井,现在年产550万t。
目前公司井田东翼生产水平已延伸至-780水平,-780贯通工程导线全长6834.799 m,属于两水平间的特大型对向贯通工程。
-780贯通工程于2009年6月5日实现了对向贯通。
工程贯通后进行了导线联测,联测结果为:中线实际偏差90 mm,腰线实际偏差25 mm,导线相对闭合差1/48971,△α=-7″,△X=-0.097m,△Y=+0.105 m,△H=-0.036 m。
根据联测导线成果计算求得,理论上水平重要方向上偏差0.076 m,属于高精度贯通。
根据《煤矿测量规程》规定,并接合工程用途,确定此项贯通工程在水平重要方向上的允许偏差为±0.2 m,高程方向上的允许偏差为±0.2 m,进行了误差预计。
参照《煤矿测量手册》的计算方法,测角中误差为±5″;陀螺定向中误差为±15″。
第一方案:在没有加测陀螺定向边的情况下进行误差预计,其结果是贯通相遇点在水平重要方向上的预计误差为±0.228 m,由此预计误差可以看出,此方案贯通精度不能够满足工程需要。
第二方案:在加测四条陀螺定向边的情况下进行误差预计,其结果是贯通相遇点在水平重要方向上的预计误差为±0.154 m,小于规程规定允许误差的±0.2 m。
钱家营矿-850主石门区域防突工程地测保障措施分析
钱家营矿-850主石门区域防突工程地测保障措施分析李风志【摘要】开滦集团钱家营矿-850主石门施工至774 m位置时,围岩来压明显.在超前探查5煤层赋存状况过程中,钻孔喷孔,瓦斯异常.为做好“防突”工作,钱家营矿在-850主石门区域优先开展了地测技术保障工作,具体有涵盖防突工程全周期的精密控制测量、疏水降压措施、地质及瓦斯地质详查等,构建了适合钱家营矿区域特点的防突技术支撑体系.%The surrounding rock pressure is obvious when the-850 main cross-hole in Qianjiaying Mine of Kailuan Group constructs to 774 m position.In the process of advanced exploration of the occurrence conditions in 5 coal seam,the holes are spraying and the gas is abnormal.In order to do a good job of "outburst prevention",Qianjiaying Mine has carried out geotechnical safeguards work of-850 main cross-hole,including precision control measurement,dewatering and depressurization measures,geological and gas geology detailed investigation and so on,which constructs an outburst prevention technical support system suitable for the regional characteristics of Qianjiaying Mine.【期刊名称】《煤矿安全》【年(卷),期】2018(049)002【总页数】3页(P118-120)【关键词】地测保障;防突措施;首级控制;地质构造;疏水降压【作者】李风志【作者单位】开滦集团有限责任公司钱家营矿业分公司,河北唐山063301【正文语种】中文【中图分类】TD713地测工作是煤矿安全生产中的重要基础工作[1-10]。
开滦（集团）有限责任公司钱家营矿业分公司_企业报告(业主版)
（2）电子和通信测量仪器（10）
重点项目
项目名称
中标单位
中标金额（万元） 公告时间
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目标单位： 开滦（集团）有限责任公司钱家营矿业分公司
报告时间：
2023-08-21
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企业基本信息
单位名称: 营业范围：
开滦（集团）有限责任公司钱家营矿业分公司 许可项目：煤炭开采；道路货物运输（不含危险货物）。（依法须经批准的项目，经相关部 门批准后方可开展经营活动，具体经营项目以相关部门批准文件或许可证件为准）一般项目： 煤炭洗选；雨水、微咸水及矿井水的收集处理及利用。（除依法须经批准的项目外，凭营业 执照依法自主开展经营活动）
开滦矿区钱家营矿泉水勘察
开滦矿区钱家营矿泉水勘察
谷世铭; 刘为民
【期刊名称】《《中国煤田地质》》
【年(卷),期】1994(006)003
【摘要】本文在概括分析、认识了钱家营矿的奥灰水大地质条件的基础上，推断可能存在矿泉水的可能性。
并介绍了通过实际勘察找到了含锶矿泉水的实际情况。
这在开滦矿区矿产综合开发工作中具有一定的意义。
【总页数】3页(P65-67)
【作者】谷世铭; 刘为民
【作者单位】不详
【正文语种】中文
【中图分类】P641.7
【相关文献】
1.开滦钱家营矿区井田构造特征分析 [J], 刘振东
2.新常态下煤矿企业的生存与发展——以开滦钱家营矿业公司为例 [J], 冯梦全
3.丰南市钱家营矿钱供2孔饮用天然矿泉水 [J], 董浩新;马晓艳
4.开滦钱家营矿5煤层瓦斯地质探查及分析 [J], 张金国
5.开滦钱家营矿十采区5煤层倾向开采设计分析 [J], 张广尧
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加强机械化作业线管理 建设高产高效队伍
加强机械化作业线管理建设高产高效队伍郝立东（开滦钱家营矿业分公司河北唐山 063000）摘要: 探讨岩巷施工，加强钻车侧卸机械化作业线管理，采用“三、八”制作业方式，应用中深孔光面爆破一次成巷等施工技术，充分发挥设备效能，提高进尺水平。
为建设高产高效队伍打下基础。
关键词：机械化施工管理高产高效1 前言开滦钱家营矿业公司，开拓三区拥有三条钻车线进行岩巷开拓施工，分布在四个水平，分别是—450水平西回风副巷，—850水平井底车场及绕道，—750水平十采中部车场，—600水平东西沉淀池。
运输由平巷及斜巷提升，运输战线长。
地质条件复杂施工难度大， 2002年开拓三区在“加强机械化作业线管理,建设高产高效队伍”实践中，依靠科技应用中深孔光面爆破技术和软岩巷道围岩松动圈支护理论，取得了较好的经济效益。
2 问题的提出开滦钱家营矿业公司，开拓三区是由2001年9月组建机械化作业区，拥有三条钻车线，全区在册职工280人。
2002年初矿业分公司下达指标，全年三条线均达到了高产高效创水平队标准，年进尺3000米。
施工巷道处于12煤层底板岩石中，岩性以中细砂岩，粉砂岩为主，局部伴有断层，破碎带等构造及淋水产生。
面对生产实际经过论证，确定“加强机械化作业线管理，建设高产高效队伍”为研究课题。
3 目前设备的现状3.1 设备配套情况见表1钻车侧卸机械化作业线使用设备表1履带式双臂液压钻车CTH-10-2F 5 宣化采掘机械厂履带式侧卸装岩机ZC-3 5 浙江小浦煤矿机厂蓄电池机车CXT-8A 8 抚顺蓄电池机车厂混凝土喷浆机转子Ⅴ型 6 河南康达机械厂激光指向仪BJZY-1 3 徐州测量设备厂3.2 设备及配套应用钻车侧卸作业线中，宣化采掘机械厂出产的CTH-10-2F型凿岩台车，由于液压锤头的滑道长度只有2.13米，制定了中深孔光面爆破的打眼深度2.0米，实现中深孔爆破。
履带式侧卸装岩机一台。
采用河南康达机械厂生产转子Ⅴ型喷浆机，每个工作面布置喷浆机，蓄电池机车各两台。
钱家营矿轨道大巷稳定性分析与支护设计
钱家营矿轨道大巷稳定性分析与支护设计李勤;题正义;李忠晓;张勋【摘要】为了保证矿井作业的安全生产，并最大程度延长巷道服务年限，降低巷道维修费，通过对钱家营矿-850m水平东翼轨道大巷支护的方案进行数值模拟计算分析，运用有限差分法（FLAC）的数值模拟，结合该矿具体地质参数提出了巷道支护方案，提高了巷道稳定性，使矿井得以安全高效生产．数值模拟分析法对煤炭企业安全、高效、高效、经济采煤及巷道支护等技术的研究具有重要的意义，初步建立了数值模拟分析模型，为类似条件的矿井巷道支护提供了参考．%To ensure the safety of mine operations, and extend mostly the service life of roadway to reduce roadway maintenance costs, this paper analyzes the support program of Qianjiaying East Mine - 850 m level track roadway though numerical simulation, using FLAC finite difference numerical simulation, combining with the specific geological parameters and proposing mine roadway support programs to improve the stability of the roadway, and providing the mine a safe and efficient production. Numerical simulation analysis of the coal enterprises safe, efficient, efficient and economic mining and tunnel support and other technology research is of great significance. This paper initially establishes the model of numerical simulation analysis, so as to for provide references for similar conditions of the mining roadway support.【期刊名称】《矿业工程研究》【年(卷),期】2011(026)003【总页数】5页(P10-14)【关键词】巷道支护;数值模拟;有限差分法【作者】李勤;题正义;李忠晓;张勋【作者单位】辽宁工程技术大学资源与环境工程学院,辽宁阜新123000;辽宁工程技术大学资源与环境工程学院,辽宁阜新123000;辽宁工程技术大学资源与环境工程学院,辽宁阜新123000;辽宁工程技术大学资源与环境工程学院,辽宁阜新123000【正文语种】中文【中图分类】TD353巷道支护一直是矿山开采研究中的重要领域，按承载方式分为主动支护与被动支护.被动支护如架棚支护，只能被动承担载荷，当上覆岩层来压过大时，支护困难，但支护成本低廉;主动支护如锚杆支护，通过围岩的自身承载力将载荷体变成承载体，支护强度显著提高.因此，目前矿山多采用主被动联合支护.我国从1956年开始在岩巷中使用锚杆支护技术，至今已有50多年的历史了.锚杆支护理论主要有:悬吊理论、组合梁理论、最大水平应力理论、和围岩强化理论等.理论从不同的角度和条件阐述了支护的机理，计算方法简易明确，得到了国内外的一致认可.锚杆支护技术的发展，使巷道的掘进速度，支护质量和安全条件有了很大提高，促进了矿山企业的发展.钱家营－850 m水平东翼轨道大巷是“岩巷高速高效机械化综合配套施工技术研究”的实验巷道，巷道围岩岩性多样，主要为灰色中砂岩，本文结合巷道具体地质参数通过数值模拟分析了巷道围岩的应力与位移参数，并用用理论公式计算，确定了具体的支护参数，使巷道达到了预期的稳定性.－850 m水平东翼轨道大巷，从－850 m暗立井西北－240 m起，穿过十采区西翼边界至十二采区上山，全长2 390 m.该巷道位于121煤层底板以下28～58 m的范围内，巷道围岩岩性为:深灰色粉砂岩、灰白色中细砂岩、煤12－2、灰色中砂岩，巷道主要在灰色中砂岩中.巷道施工时将穿过F11，10DF5，10DF9这3条断层及其它一些小断层，还将穿过南阳庄背斜南翼次生小向斜的两翼，以上构造均使裂隙及小断层发育，可能存在一些含水构造.巷道围岩坚硬，稳定性好，但需服务于整个－850 m水平，服务年限40年左右，且巷道要经受12#煤回采时的工作面动压影响，因此，须有一个安全稳定的支护设计.根据地质资料应用ANSYS建立有限元计算模型.本次巷道选取一个30 m×30 m的正方形区域，巷道位于模型的正中央.模型共划分了1 226个单元，1 260个节点.在自重应力条件下，对边界条件作如下规定:对底边约束垂直方向位移，对左右两侧边界施加水平方向约束，在模型的顶部施加垂直地应力18 MPa，施加重力加速度[1].根据－850 m水平大巷围岩岩石力学参数测试成果，岩石单轴抗压强度的平均值为σ0=106 MPa，平均弹性模量E=3.97 ×104 MPa=39.7 GPa，泊松比 u=0.34，容重23.0 kN/m3，粘聚力39.7 GPa，摩擦角45°.这里的岩石弹性模量和泊松比直接应用了岩石的测试值.而岩石的粘聚力和摩擦角则是根据岩石强度与摩擦角的一般经验公式换算得到的[2].初始应力场计算完成后即可进行巷道开挖计算，计算后巷道的应力将重新分布.计算得到巷道开挖后的围岩应力分布[3]，巷道位移收敛值，位移矢量图以及巷道的拱顶位移沿拱顶向上至模型的上表面的变化曲线和巷道的两帮位移沿两帮向左右至模型的左右边界的变化曲线.巷道开挖后水平应力主要集中在两帮与底板交界的拱脚处，最大水平应力值为32.6 MPa，在底板和两帮产生应力释放(拉应力)，为3.26 MPa.垂直应力主要集中在两帮，最大垂直应力值为57.8 MPa，在底板和顶板产生应力释放(拉应力)，为1.39 MPa.剪应力分布在巷道的拱脚和拱肩部位，最大剪应力为14.7 MPa.巷道开挖后应力云图见图1～图4.由于巷道围岩非常的坚硬完整，弹性模量非常大，因此计算得到的位移值非常小，最大位移只有2 mm，产生在巷道的顶部位移2.00 mm，地板位移1.69 mm，两帮位移0.53 mm是巷道计算完成后巷道关键部位的计算位移值.计算后巷道的水平位移值、垂直位移值和位移矢量图等见图5～图7.巷道围岩应力场和位移计算结果都表明:由于巷道围岩条件好，岩石强度高，弹性模量大，所以围岩两帮收敛变形量和顶底板变形量普遍很小，巷道稳定性良好.轨道大巷位于12－1煤层以下28～58 m范围内，巷道主要处在灰色中砂岩中.巷道围岩强度较高，根据钱家营矿的经验，大巷布置在该层位，稳定性良好.根据地层条件、围岩岩性、巷道围岩稳定性分析成果和工程实践经验对大巷进行支护设计: 1)巷道围岩岩石力学参数与矿物成分实验测试成果:岩石强度高，不含膨胀性的蒙脱石，岩石致密，结构较完整.2)巷道围岩稳定性数值分析成果:巷道开挖后围岩变形位移值非常小，顶底板相对位移只有4 mm，两帮收敛量也很小.3)在支护设计中，还考虑到了－850 m水平东翼轨道大巷服务期长达近40年，还要经受12煤开采时的工作面动压作用等因素.由上述将巷道断面形状确定为直墙半圆拱，巷道规格为4.8 m×3.4 m;掘进宽度为5 100 mm，高度为3 750 mm，掘进断面面积为16.334 m2.结合巷道周围的岩石性质及周边地质构造的特点，锚杆支护方案采用高强度树脂锚杆，同时加大锚固锚杆的长度和间距.采用该方案的出发点是:1)采用加长锚杆，利用了锚杆本身长度的优势，在锚固初期通过顶端将力分布在其周围岩体中.一旦锚杆收到周围岩体的挤压作用，岩体本身各层理之间的相互作用(主要是摩擦力)将加大，这将使岩体与锚杆以组合梁或者组合拱的形式结合成一个整体[4].2)围岩与锚杆相互作用，通过连接形成一个整体性结构，可以有效的防治顶板碎石冒落，保护岩体内部结构的整体性.3)锚杆之间的间隔距离和其本身长度的加大，在一定程度上减少了材料成本，同时提高了工作效率.锚杆参数主要包括:直径、材质、排距、长度、锚固剂及其附件等.1)直径:锚杆直径的选择既要保证支护强度，又要考虑锚杆本身的成本.锚杆的支护能力随着其直径的增加而提高，同时价格也随之升高，因此，合理的选择锚杆的直径对企业的经济化发展尤为重要.2)材质:现在市场上锚杆种类繁多，材质也不尽相同，Q345，16Mn，20MnSi这3类材质的锚杆是当今市场的主流.本次设计采用20MnSi，在价格上低于其他种类，并且其强度高于 Q345，极限强度可达510 MPa，屈服强度为340 MPa，完全满足生产需要.锚杆直径直接影响巷道围岩的稳定性，而其对材料成本影响甚微.所以在大巷支护中，要尽量使用直径较大的锚杆.表1是左旋螺纹钢锚杆Φ 28钻孔(锚杆有效长度2 m)全长锚固时杆体直径与成本的关系表.3)锚杆长度:从经济上考虑，锚杆越长，钻孔和锚杆本身材料费用就越高.从支护效果来看，锚杆太短，其在巷道围岩内形成的加固厚度较小，不利于巷道围岩的稳定;但锚杆长度也不是越长越好，在一定的巷道跨度和围岩条件下存在极限(合理)锚杆长度，当实际长度超过极限长度时，支护效果并不随锚杆长度的增加而相应提高，或者提高的效果并不明显.锚杆长度的选择和锚杆直径的选择较为类似，成本和支护强度是考虑主要的问题.随着锚杆直径的增加，巷道支护的强度增强，成本亦随之升高.当然，当锚杆长度已超过其极限长度时，支护的效果已与长度正比例增长关系.－850 m水平东翼轨道大巷围岩是坚固的砂岩，锚杆长度设计计算如下:式中，L1:锚杆外露长度，其值主要取决于锚杆类型及锚固方式，一般L1=0.3 m;L2:组合梁厚度或锚杆有效长度，m;L3:锚杆锚固段长度，由拉拔试验确定.式中，K1:安全系数，一般取3～5;K2:蠕变安全系数，取1.2;K3由组合梁岩层数目决定的系数，组合梁岩层数目分别为 1，2，3，≥4 时依次为 1，0.75，0.7 和0.65;B:巷道跨度，m;σt:顶板岩层抗拉强度，MPa;P0:原岩水平应力分量，MPa;q:组合梁岩层自重载荷，MPa.根据－850 m水平大巷围岩岩石力学参数测试成果，岩石单轴抗压强度的平均值为σ0=106 MPa，按照岩石的抗拉强度为是其抗压强度的1/10计算，则有σt=10.6 MPa.当巷道埋深为900 m时，原岩水平应力分量取P0=20 MPa，其余参数分别取:q=0.3 MPa，K1=5，K3=1，B=4.8 m，则 L1=0.3 m，L3=0.8m[5].L=L1+L2+L3=0.3+0.64+0.8=1.74 m，取L=1.8 m.4)间距:锚杆间距越大，支护强度越为良好，但所使用的锚杆数量也随之增加，带来的是成本的增加，因此，合理的确定锚杆间距也是支护的重要内容.设锚杆的间距与排距相等，则锚杆间排距(SC)为式中，d:锚杆杆体直径，22.5 mm;τ:杆体材料抗剪强度，按120 MPa;K4:顶板抗剪安全系数，一般取3～6;其它符号同式(2).带入数值可求得SC:取SC=1 000 mm.即在巷道围岩完整段，锚杆布置方案为:锚杆直径Φ 22.5 mm，长度1.8 m，间排距 1 000 mm.在巷道围岩破碎段，锚杆布置方案为:锚杆直径Φ 22.5 mm，长度1.8 m，间排距800 mm.支护采用锚喷支护，即在原初喷基础上补喷砼.砼总厚度不少于150 mm.－850 m 水平东翼轨道大巷支护方案如图8.作业方式采用三掘三喷，初喷紧跟迎头，初喷厚度不小于30 mm，终喷距迎头不大于40 m.终喷厚度不小于150 mm.施工中当工作面遇到破碎带或断层时，采用进行全断面挂网喷浆联合支护的施工方法[6].网片规格1 000 mm×1 000 mm网格(100～120 mm)×(100～120 mm)(钢筋直径Φ 6～8 mm)，网片搭接长度200 mm，搭接部分用20#铁丝逐点绑扎.掘进时临时支护锚杆不得和掘进眼同时打出，必须先打支护锚杆，待锚杆上齐后再打掘进眼.施工中过断层破碎带或煤层时，当采用全断面挂网喷浆联合支护不能保持巷道围岩稳定时，采用架棚喷砼联合支护.采用特殊制造的金属棚子，即在U29 14 m2型棚子的基础上将其棚腿用U29型钢加长200 mm.棚子的间距为500 mm，棚子背板规格为700 mm×120 mm×70 mm(长×宽×厚)的水泥背板，水泥背板上可用木背板接顶背实.水泥背板间距150 mm，然后在棚与棚之间拴挂用Φ 6 mm钢筋焊制的网孔为200 mm×200 mm的金属网，金属网与砼背板用10～12#铅丝拴绑，然后再喷射厚度不少于150 mm的砼.爆破前棚子距迎头不大于0.7 m，喷射砼距迎头不超过2.0 m.采用架棚喷砼联合永久支护如图9.1)通过ANSYS数值模拟对巷道围岩稳定性进行计算分析，必须结合巷道围岩具体条件进行选择，找出巷道应力分布区，并通过理论计算得出支护方案.2)锚杆合理参数的选择，必须结合经验公式.3)巷道支护方式的确定需要更多的应力分布计算，并结合现有的技术手段，得出最终方案，以保证矿井的正常生产.【相关文献】[1]张梅，曲黎薇.基于数值模拟的煤巷支护结构设计与稳定性研究[J].中国矿业，2007，16(5):79－82.ZHANG Mei，QU Liwei.Investigation on supporting structure design and stability analysis of coal roadway based on numerical simulation[J].China Mining Magazine，2007，16(5):79 －82.[2]王永秀，毛德兵，齐庆新.数值模拟中煤岩层物理力学参数确定的研究[J].煤炭学报，2003，28(6):593 －597.WANG Yongxiu，MAO Debing，QI Qingxin.Numerical simulation studyon physical and mechanical parameters of coal rock[J].Journal of China Coal Society，1986，22(4):223 －232.[3]张朝华.动压巷道稳定性控制理论与方法[D].沈阳:东北大学，2003.ZHANG Chaohua.Theory and method of dynamic pressured mine roadway stabilitycontrol[D].Shenyang:Northeastern University，2003.[4]汤雷，陆士良.巷道围岩变形破坏过程中锚杆锚固力变化规律[J].岩土工程学报，1998，20(6):22 －25.TANG Lei，LU Shiliang.Variation of anchoring force during the course of deformation and failure of surrounding rock[J].Chinese Journal of Geotechnical Engineering，1998，20(6):22 －25.[5]蒋金泉.巷道围岩结构稳定性与控制设计[M].北京:煤炭工业出版社，1999.JIANGJinquan.Structural stability of roadway’s surroundi ng rocks and its controllingdesign[M].Beijing:China Coal Industry Publishing 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