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岩石平巷培训教案--中国矿业大学

岩石平巷培训教案--中国矿业大学
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岩石平巷培训教案--中国矿业大学
第一节  平巷断面设计
  巷道是井下行人、运输、生产的通道,断面设计是否合理,将直接影响煤矿生产的安全和经济效益。断面设计的主要原则是:在满足安全、生产和施工要求的条件下,力求提高断面利用率,取得最佳的经济效果。
  巷道断面设计的内容和步骤是:首先选择巷道断面形状,确定巷道净断面尺寸,并进行风速验算;其次,根据支架参数和道床参数计算出巷道的设计掘进断面尺寸,并按允许的超挖值求算出巷道的计算掘进断面尺寸;然后,布置水沟和管缆;最后,绘制巷道断面施工图,编制巷道特征表和每米巷道工程量以及材料消耗量一览表。
   一、断面选型
  我国煤矿井下使用的巷道断面形状,按其构成的轮廓线可分为折线形和曲线形两大类。前者如矩形、梯形、不规则形等;后者如半圆拱形、圆弧拱形、三心拱形、马蹄形、椭圆形和圆形等(见图8-1)。

图8-1巷道断面形状
(a) 矩形;(b) 梯形;(c) 半梯形;(d) 半圆拱形;(e) 圆弧拱形;(f) 三心拱形;
(g) 封闭拱形;(h) 椭圆形;(i) 圆形
  巷道断面形状的选择,主要应考虑巷道所处的位置(即作用在巷道上地压的大小和方向、围岩性质)、用途及其服务年限、选用的支架材料和支护方式、掘进方法和采用的掘进设备等因素。
  一般情况下,作用在巷道上的地压大小和方向在选择断面形状时起主要作用。当顶压和侧压均不大时,可选用矩形或梯形断面;当顶压较大、侧压较小时,则应选用直墙拱形断面(半圆拱、圆弧拱或三心拱);当顶压、侧压都很大且底鼓严重时,就必须选用诸如马蹄形、椭圆形或圆形等封闭式断面。
  巷道的用途和服务年限也是考虑选择断面形状不可缺少的重要因素。服务年限长达几十年的开拓巷道,采用受力性能好的各种拱形断面较为有利;服务年限10年左右的准备巷道多采用断面利用率高的梯形断面;服务年限短的回采巷道,因受动压影响采用具有可缩金属支架的梯形断面。
  矿区富有的支架材料和习惯使用的支护方式,往往也直接影响巷道断面形状的选择。金属支架和锚杆可用于任何形状的断面;喷射混凝土支护方式适用于拱形等曲线断面。
  掘进方法和掘进设备对于巷道断面形状的选择也有一定的影响。目前,岩石平巷掘进仍是采用钻眼爆破方法占主导地位,它能适应任何形状的断面。在使用全断面掘进机组掘进的岩石平巷,选用圆形断面无疑是更为合适的。
  上述选择巷道断面形状应考虑的诸因素,彼此是密切联系而又相互制约的。条件要求不同,影响因素的主次位置就会发生变化。所以,应该综合分析,抓住主导因素兼顾次要因素,以便能选用较为合理的巷道断面形状。
   二、确定断面尺寸
  巷道断面尺寸主要取决于巷道的用途,存放或通过它的机械、器材或运输设备的数量及规格,人行道宽度和各种安全间隙,以及通过巷道的风量等。
  设计巷道断面尺寸时,根据上述诸因素和有关规程、规范的规定,首先定出巷道的净断面尺寸,并进行风速验算;其次,根据支护参数、道床参数计算出巷道的设计掘进断面尺寸,并按允许加大值(超挖值)计算出巷道的计算掘进断面尺寸;最后,按比例绘制巷道断面施工图,编制巷道特征表和每米巷道工程量及材料消耗量表。
   (一)巷道净宽度的确定
  直墙拱形和矩形巷道的净宽度,系指巷道两侧内壁或锚杆露出长度终端之间的水平距离。对于梯形巷道,当其内通行矿车、电机车时,净宽度系指车辆顶面水平的巷道宽度;当其内不通行运输设备时,净宽度系指从底板起1.6 m水平的巷道宽度。
      运输巷道净宽度,由运输设备本身外轮廓最大宽度和《煤矿安全规程》所规定的人行道宽度以及有关安全间隙相加而得;无运输设备的巷道,可根据行人及通风的需要来选取。
  如图8-2所示,拱形双轨巷道净宽度按下式计算。
  
                              (8-1)
  式中,B--巷道净宽度,指直墙内侧的水平距离,m;
  a--非人行侧的宽度,《煤矿安全规程》规定,a≥0.3m;当巷道内安设输送机时,输送机距支护或碹墙最突出部分之间的距离,a≥0.5m。
  A1--运输设备的最大宽度,m,几种常用运输设备的宽度和高度见表8-1。
  C--人行道的宽度,《煤矿安全规程》规定,从巷道道碴面起1.6 m的高度内,C≥0.8m,在人车停车地点C≥1.0m,在巷道高度1.6m至1.8 m之间不得架设管、线和电缆。        图8-2 巷道净断面尺寸计算简图
  t--在双轨运输巷道中,两列对开列车最突出部分之间的距离,《煤矿安全规程》规定:t≥0.2m,在采区装载点t≥0.7m,在矿车摘挂钩地点t≥1.0m。
 
  表8-1              几种常用运输设备的主要计算尺寸                单位:mm
运输设备类型 宽度(A1) 高度(h) 运输设备类型 宽度(A1) 高度(h)
 1060
1360 1550  1054 1550
   1t固定式矿车 880 1150
 1335 1600 1.5t固定式矿车 1050 1150
 1050
1212
1350 1600 3t底卸式矿车 1200 1400
   TD75固定式输送机 1515 1200
 920 1550 SPJ-800 吊挂胶带输送机 1200 900
   (二)巷道净高度的确定
  矩形、梯形巷道的净高度系指自道渣面或底板至顶梁或顶部喷层面、锚杆露出长度终端的高度;拱形巷道的净高度是指自道渣面至拱顶内沿或锚杆露出长度终端的高度,如图8-2所示。
  《煤矿安全规程》规定,主要运输巷道和主要风道的净高,自轨面起不得低于1.9 m。架线电机车运输巷道的净高,必须符合有关规定:电机车架空线的悬挂高度,自轨面算起在行人的巷道内、车场内以及人行道同运输巷道交叉的地方不得小于2m;在不行人的巷道内不得小于1.8m;在井底车场内,从井底到乘车场其高度不得小于2.2m。电机车架空线和巷道顶或棚梁之间的距离不得小于0.2m。采区(盘区)内的上山、下山和平巷的净高不得低于1.8m。
  确定拱形巷道的净高度,主要是确定其净拱高和自底板起的壁(墙)高,如图8-2所示。
                           (8-2)
  式中,H--拱形巷道的净高度,m;
     h0--拱形巷道的拱高,m;
     h3--拱形巷道的墙高,m;
     hb--巷道内道碴高度,按表8-6选取,m。
  1.拱高h0的确定
  拱的高度常以与巷道净宽的比来表示(称为高跨比)。
  半圆拱的拱高h0、拱的半径R均为巷道净宽的1/2,即h0=R=B/2。圆弧拱的拱高,煤矿多取巷道净宽的1/3,即h0=B/3。个别矿井为了提高圆弧拱的受力性能,取拱高h0=2B/5。金属矿山由于围岩坚固稳定,可将圆弧拱的拱高h0取为巷道净宽的1/4或1/5。
  2.墙高h3的确定
  拱形巷道的墙高(h3)系指自巷道底板至拱基线的垂直距离(见图8-2)。为了满足行人安全、运输通畅以及安装和检修设备、管缆的需要,拱形巷道的墙高h3设计按架线电机车导电弓子顶端两切线的交点处与巷道拱壁间最小安全间隙要求、管道的装设高度要求、人行高度要求、1.6m高度人行宽度要求和设备上缘至拱壁最小安全间隙要求等5种情况,表8-2中公式计算,并取其最大者。
  上述计算出的墙高h3值,必须按只进不舍的原则,以0.1 m进级。
   (三)巷道的净断面积
  巷道的净宽和净高确定后,巷道的净断面面积便可以求出。
  半圆拱巷道净断面面积:S=B(0.39B+h2)                              (8-3)
  圆弧拱巷道净断面面积:S=B(0.24B+h2)                              (8-4)
  三心拱巷道净断面面积:S=B(0.26B+h2)                              (8-5)
   (四)巷道风速验算
  巷道通过的风量是根据对整个矿井生产通风网络求解得到的。当通过该巷道的风量确定后,断面越小风速越大。风速大,不仅会扬起煤尘,影响工人身体健康和工作效率,而且易引起煤尘爆炸事故。为此,《煤矿安全规程》规定了各种不同用途的巷道所允许的最高风速(见表8-3)。但是,为使矿井增产留有余地和满足经济风速的要求,一般不选用表中所列的最高风速。《煤炭工业设计规范》规定,矿井主要进风巷的风速一般不大于6 m/s。所以设计出巷道净断面后,还必须进行风速验算,即
                           (8-6)
式中,v--通过该巷道的风速,m/s;
Q--根据设计要求通过该巷道的风量,m3/s;
S--巷道的净断面面积,m2;
Vmax--该巷道允许通过的最大风速,按表8-3确定,m/s。
  表8-3                      巷道允许的最高风速
巷道名称 允许最高风速
  风    桥
  主要进、回风道
  架线电机车巷道
  输送机巷道,采区进、回风巷
  回采工作面、掘进中的煤巷和半煤岩巷
  掘进中岩巷
  其他行人巷道 10
8
8
6
4
4
-
  
  一般对低瓦斯矿井,按前述方法所设计出的巷道净断面尺寸均能满足通风要求。但是,对高瓦斯矿井往往不能满足。这时,巷道的净断面尺寸就需要根据允许的巷道最高风速和《煤炭工业设计规范》规定的最高风速要求来进行计算。
   (五)巷道设计和计算掘进断面面积
  1.支护参数的确定
  通常应根据巷道的类型和用途、巷道的服务年限、围岩的物理力学性质以及支架材料的特性、来源等因素综合分析选择合理的支护形式。支护方式应力求承载能力强、就地取材、施工方便、经济耐用、维修量小。
  支护方式确定后,即可进行支护参数的选择。支护参数是指各种支架的规格尺寸。如矿用工字钢和U型钢的型号,锚喷支护的锚杆类型、长度、直径、间距和排距,喷射混凝土的厚度与标号等。
  对于岩石平巷的支护而言,锚喷支护是主要支护形式。目前,锚喷支护已形成一个支护系列。它包括喷射混凝土支护,锚杆支护,锚杆与喷射混凝土联合支护,锚杆、喷射混凝土与钢筋网联合支护以及与金属支架的联合支护。
  2. 道床参数的选择
  道床参数选择包括钢轨型号选取、轨枕规格和道碴高度的确定。
  钢轨的型号是以每米长度的质量来表示的。煤矿常用的型号是11kg/m、15 kg/m、18 kg/m、24kg/m、30kg/m和33kg/m。钢轨型号根据巷道类型、运输方式及设备、矿车容积和轨距来选用,见表8-4。
 
  表8-4                      巷道轨型选择及技术特征
巷道类型 运输方式及设备 矿车容积 轨距/mm 钢轨型号/kg•m-1
井底车场及主要运输大巷 8t、10t电机车或12t、14t机车牵引列车 5t底卸式
3t底卸式 900
600 ≥30
 <8t机车 1t固定式 600 18
 无极绳,≤5t机车 1t固定式 600 15
采区运输巷道 上、下山 钢丝绳运输 1.5t固定式 600(900)
600 15
15
 运输中巷、回风顺槽 ≤5t机车或钢丝绳运输 1.5t固定式
1t固定式 600(900)
600 15
11或15
  
  轨枕的类型和规格应与选用的钢轨型号相适应。目前多使用钢筋混凝土轨枕,木轨枕主要用在道岔处。由于预应力钢筋混凝土轨枕具有较好的抗裂性和耐久性、构件刚度大、节约木料、造价低等优点,所以应大力推广使用。常用的轨枕规格见表8-5。
   表8-5                          常用轨枕规格                        单位:mm
轨枕规格 轨距 轨型/kg•m-1 全长 全高 上宽 下宽
木轨枕 600 11
15或18
24 1200 100
120
140 --
120
130 120
150
160
 900 15或18
24、30 1600 120
140 120
130 150
160
钢筋混凝土轨枕 600 11或15
18 1200 130
130 120
160 140
180
 900 24、30 1700 145 170 200
预应力钢筋混凝土轨枕 600 15或18 1200 115 100 140
  道床应选用坚硬和不易风化的碎石或卵石做道碴,粒度以20~30 mm为宜,并不准掺有碎末等杂物,使其具有适当孔隙率,以利于排水和有良好的弹性。道碴的高度也应与选用的钢轨型号相适应,其厚度不得小于100mm,至少要把轨枕1/2~2/3的高度埋入道碴内,二者关系如图8-3所示。
  
图8-3  道床尺寸关系图
  道床宽度可按轨枕长度再加200mm考虑。相邻两轨枕中心线距一般为0.7~0.8 m,在钢轨接头、道岔和弯道处应适当减小。道床有关参数见表8-6。
  表8-6                           常用道床参数                       单位:mm
巷道类型 钢轨型号
/kg•m-1 道床总高度
hc 道碴高度
hb 道碴面至轨道面垂高
hs
井底车场主要运输巷道 ≥24 360 200 160
 18 320 180 140
采区运输巷道 上、下山 15或18 220 可不铺道碴,轨枕沿底板浮放,也可在浮放轨枕两侧充填掘进矸石 
 运输中巷、回风顺槽 15或18 220  
 
  大型矿井特别是采用底卸式矿车运输时,井底车场和主要运输大巷应积极推广整体(固定)道床。这种道床可用混凝土一次浇灌而成,也可先在轨道下铺设轨枕,然后再浇灌混凝土。但是,有低鼓且未处理的巷道不宜采用整体道床。
  3.巷道设计和计算掘进断面面积
  巷道的净尺寸加上支护和道床参数后,便可获得巷道的设计掘进尺寸,进而求算出巷道的设计掘进断面积。
  半圆拱巷道设计掘进断面面积为:                (8-7)
  圆弧拱巷道设计掘进断面面积为:   (8-8)
  梯形巷道的设计掘进断面面积为:              (8-9)
  式中,符号意义参见图8-4、8-5。
  巷道设计掘进断面尺寸加上允许的掘进超挖误差值δ(75 mm),即可求算出巷道计算掘进断面尺寸。因此,在计算布置锚杆的巷道周长、喷射混凝土周长和粉刷面积周长时,就应用比原设计净宽大2δ的计算净宽作为计算基础,以便保证巷道施工时材料应有的消耗量。
   三、断面内水沟设计和管线布置  
   (一)水沟设计
  为了排出井下涌水和其他污水,设计巷道断面时应根据矿井生产时通过该巷道的排水量设计水沟。水沟通常布置在人行道一侧,并尽量少穿越运输线路。只有在特殊情况下才将水沟布置在巷道中间或非人行道一侧。
  平巷水沟坡度可取0.3%~0.5%,或与巷道的坡度相同,但不应小于3.5%,以利水流畅通。
  运输大巷的水沟可用混凝土浇筑,也可把钢筋混凝土预制成构件,然后送到井下铺设。采区中间巷的水沟,可根据巷道底板性质、服务年限长短、排水量大小和运输条件等因素考虑是否需要支护。回采巷道的服务年限短、排水量小,故其水沟不用支护。棚式支架巷道水沟一侧的边缘距棚腿应不小于300mm。
  为了行人方便,主要运输大巷和倾角小于15°斜巷的水沟应铺放钢筋混凝土预制盖板,盖板顶面应与道渣面齐平。只有在无运输设备的巷道或倾角大于15°的斜巷以及采区中间巷和顺槽才可不设盖板。
  常用的水沟断面形状,有对称倒梯形、半倒梯形和矩形几种。各种水沟断面尺寸应根据水沟的流量、坡度、支护材料和断面形状等因素确定,常用的水沟断面及尺寸见图8-5、8-6。
  
图8-4  半圆拱形巷道断面壁高计算图
  
图8-5   拱形巷道水沟断面
  
图8-6   采区梯形巷道水沟断面
  为了简化设计,可以直接在设计部门提供的各种断面形状水沟的技术特征表(参见表8-7)中选取。
   (二) 管线布置
  根据生产需要,巷道内需要敷设诸如压风管、排水管、供水管、动力电缆、照明和通信电缆等管道和电缆。管缆的布置要考虑安全和架设检修的方便,一般应符合下列要求:
  (1) 管道通常设置在人行道一侧,也可设在非人行道侧。管道架设可采用管墩架设、托架固定或锚杆悬挂等方式。若架设在人行道上方,管道下部距道碴或水沟盖板的垂高不应小于1.8m,若架设在水沟上,应以不妨碍清理水沟为原则。
  (2) 在架线式电机车运输巷道内,不要将管道直接置于巷道底板上(用管墩架设),以免电流腐蚀管道。管道与运输设备之间必须留有不小于0.2m的安全距离。
  (3) 通信电缆和电力电缆不宜设在同一侧。如受条件限制设在同一侧时,通信电缆应设在动力电缆上方0.1m以上的距离处,以防电磁场作用干扰通讯信号。
  (4) 高压电缆和低压电缆在巷道同侧敷设时,相互之间距离应大于0.1 m以上;同时高压电缆之间,低压电缆之间的距离不得小于50mm,以便摘挂方便。
  (5) 电缆与管道在同一侧敷设时,电缆要悬挂在管道上方并保持0.3 m以上距离。
  (6) 电缆悬挂高度应保证当矿车掉道时不会撞击电缆,或者电缆发生坠落时,不会落在轨道上或运输设备上。所以,电缆悬挂高度一般为1.5~1.9m;电缆两个悬挂点的间距不应大于3.0m;电缆与运输设备之间距离不应小于0.25 m。
 表8-7                     拱形、梯形巷道水沟规格和材料消耗表
巷道类别 支护类别 流量/m3•h-1 净尺寸/mm 断面/m3 每米材料消耗量
  坡度 宽B 深
H 净 掘进 盖板 水沟
  0.3% 0.4% 0.5% 上宽
B1 下宽
B2    钢筋/kg 混凝土/m3 混凝土/m3
拱形大巷 锚喷
砌碹 0~86
0~96 0~97
0~100 0~112
0~123 300 350
350 0.105
0.114 0.144
0.139 1.336
1.336 0.0226
0.0226 0.114
0.099
     350 300      
 锚喷
砌碹 86~172
96~197 97~205
100~227 112~227
123~254 400 400
450 0.160
0.169 0.203
0.207 1.633
1.633 0.0276
0.0276 0.133
0.120
     400 350      
 锚喷
砌碹 172~302
197~349 205~349
227~403 227~382
254~450 500 450
500 0.225
0.238 0.272
0.278 2.036
2.036 0.0323
0.0323 0.152
0.137
     500 450      
 锚喷
砌碹 302~374
349~397 349~432
403~458 382~472
450~512 500 500
550 0.250
0.261 0.306
0.309 2.036
2.036 0.0323
0.0323 0.161
0.145
     500 450      
采区梯形 棚式
棚式
棚式
棚式 0~78
78~118
118~157
157~243 0~90
90~136
136~181
181~280 0~100
100~152
152~202
202~313 230
250
280
350 180
220
250
300 260
300
320
350 0.05
0.07
0.08
0.11 0.146
0.174
0.196
0.236 无


无 0.093
0.104
0.110
0.122
                          
   四、弯曲巷道断面加宽
  在巷道弯道处,车辆四角要外伸或内移,应将上述安全间隙适当加大,加大值与车箱长度、轴距和弯道半径有关。其加宽值一般外侧为200 mm(20 t电机车可加宽300 mm),内侧为100mm,双轨中线距为300mm。有的设计为了简化计算,内外侧均加宽200mm。巷道除曲线段要全部加宽外,与曲线段相连的两端直线段也需加宽。其加宽长度对于矿车运输巷道建议取1.5~3.5 m;电机车通行的巷道,建议加宽3~5m。双轨曲线巷道,两轨道中线距加宽起点也应从直线段开始,用于机车建议加宽5m;用于3t或5t底卸式矿车建议加宽5~7m;用于1t矿车可加宽2m。
  
  
  
第二节  钻眼爆破
  钻眼爆破工作是一项主要工序,质量好坏,对巷道掘进进度、规格质量、支护效果、掘进工效和成本都有很大影响,因此必须采用最优的施工工艺参数,才能获得最佳的施工效果。
  目前,钻眼爆破的主要技术发展趋势是发展中深孔、光面爆破和断裂成型(刻槽)爆破技术。增加眼深,完善深孔直眼掏槽方式,减少炮眼数量,加快钻眼速度和提高爆破效率。现代工程是以每米巷道所需的钻爆工时最短、炮眼利用率最高和光爆质量标准评价施工效果。
   一、钻眼机具
  钻眼机具包括凿岩机、电钻、钎头、钎杆、钻头、钻杆和钻架设备。
   (一)凿岩机和煤电钻
  1.凿岩机
  凿岩机按其动力分有风动、液压、内燃和电动四类。岩巷掘进中大量应用的是气动凿岩机,巷道掘进用国产风动凿岩机部分型号和性能见表8-10。
表8-10                       国产风动凿岩机型号及主要性能表
类型 型号 主要产地 阀型 机重
kg 汽缸直径
mm 活塞行程
mm 冲击功
J 扭矩N•m 冲击频率
次/min 耗风量
m3/min


式 YT-23 沈阳 环行 24 76 60 >60 >15 2100 <3.6
 YT-24 天水 控制阀 24 70 70 >60 >13 1800 <2.9
 YT-26 天津 控制阀 26 75 70 >70 >15 2050 <3.5
 YTP-26 湘潭 无阀 26.5 95 50 >60 >18 2600 <3.0
向上式 YSP-45 沈阳 环行 44 95 47 270 >18 2700 <5


式 YGP-28 沈阳 控制阀 K28 K95 50 90 >40 2700 <4.5
 YGP-45 沈阳 控制阀 35 100 48 100 >50 2600 <6.5
 YG-40 天水 控制阀 36 85 80 105 38 1600 <5
 YGZ-90 南京 无阀 90 125 62 200 >120 2000 冲<8.5
转<2.5
  
  与风动凿岩机相比,液压凿岩机的特点是:机械性能好,其冲击功、冲击频率和能量传递效率等指标均大为提高,凿岩速度高出1倍以上;可依岩层情况调整凿岩机性能参数,可采用旋转或冲击或冲击旋转等不同方式,可在最佳工况下凿岩,并获得较高的凿岩速度;动力消耗少、能量利用率高,其动力消耗仅为风动凿岩机的1/3~1/4;噪音低,污染小,改善了工作条件。目前液压凿岩机定型产品的重量较大,需与液压台车配套使用,投资大,技术和维修要求高,国产部分液压凿岩机型号和性能见表8-11。
  凿岩台车的基本结构是由推进器、支臂(钻臂)、车体、行走机构和供风、供水及液压操纵系统等组成。按装设凿岩机台数(支臂数)分为单机、双机、三机和多机凿岩台车。按行走机构分有轨轮式、轮胎式和履带式。按行走机构的驱动方式分为电力直接驱动、电力与液压驱动、风动和柴油驱动4种。我国煤矿巷道掘进常采用电力驱动的轨轮式和履带式两种。凿岩台车的应用,提高了掘进速度和效率,改善了劳动强度和条件,是巷道凿岩机械化水平的进一步发展的主要标志。凿岩台车与装载、转载,运输设备配套使用,可组成巷道掘进机械化作业线。
  钻装机是将凿岩机安装在装岩机上,实现凿、装合一的机械。我国生产的钻装机多是在耙斗装岩机上安装2~4台导轨式风动凿岩机,以减少工作面的施工设备。
  2.煤电钻
  在煤巷掘进中,我国普遍采用煤电钻。国产部分煤电钻的牌号及性能见表8-12。它由电力直接驱动,与风动凿岩机相比设备简单,省却了空气压缩机及输送压缩空气的管路,能耗低,效率高。但其扭矩和功率较小,一般为0.9~1.6kW(多为1.2kW),只能用于煤层和f<3的软岩。
   表8-12              国产部分煤电钻的型号及主要技术特征表
技术特征 单位 型号
  MZ2-12 SD-12 MSZ-12 MZ-12 MZ-12A
重量 kg 15.3 18 13 15.5 15.5
功率 kW 1.2 1.2 1.2 1.2 1.2
电机效率   79.5 75 74 73 76
额定电压 V 127 127 127 127 127
额定电流 A 9 9.1 9.5 9 9
相数   3 3 3 3 3
电机转数 r/min 2850 2750 2800 2820 2820
电钻扭矩 N•m 17.26 17.65/25.5 18.14 16.67 20.69
外形尺寸 长 mm 366 425 310 340 340
 宽 mm 318 330 300 318 318
 高 mm 218 265 200 220 220
钻孔直径 mm 38~45 35~45 36~45 38~45 38~45
钻杆尾端直径 mm Ф19 Ф19 Ф19 Ф19 
制造厂   抚顺矿灯厂 上海电动工具厂 上海电动工具厂 天津煤矿专用设备厂 天津煤矿专用设备厂
 
   (二)钎杆、钎头
  凿岩机使用的为六角(或圆形)中空钎杆和冲击式钎头,煤电钻则用麻花钎杆和切削型钻头。钎杆或钻杆用于传递冲击功和扭矩,(麻花钎杆兼有传递回转力矩、轴推力和排除煤粉的功能)。钎头或钻头为破碎岩(煤)的刀具,它的形状和几何参数直接影响着破岩效果和钻眼速度。钎头、钎杆、钻头、钻杆的形状和几何要素见图8-8。
   
图8-8  钎杆、钎头构成及几何要素图
  a-冲击式钎子;b-麻花钎子;c-钎头构造参数
  1-钎尾;2-钎体;3-钎杆;4-钎肩;5-吹洗孔;6-排粉沟;8-钎头体;9-正刃;10-副刃;11-钎柄;
  α-刃角;β-前角;γ-后角;δ-切削角;φ-顶角
   二、炮眼种类及其布置
  巷道掘进的爆破工作是在只有一个自由面的狭小工作面上进行的,因此,要达到理想的爆破效果,必须将各种不同作用的炮眼合理地布置在相应位置上,使每个炮眼都能起到应有的爆破作用。
  
图8-9  各种用途的炮眼名称
  1、3—周边眼;2—崩落眼;4—掏槽眼;5-辅助眼;6—底眼
  掘进工作面的炮眼,按其用途和位置可分为掏槽眼、辅助眼和周边眼三类(如图8-12所示)。其爆破顺序必须是延期起爆,即先掏槽眼,其次辅助眼,最后周边眼,以保证爆破效果。
   (一) 掏槽眼
  掏槽眼的作用是首先在工作面上将某一部分岩石破碎并抛出,在一个自由面的基础上崩出第二个自由面来,为其他炮眼的爆破创造有利条件。掏槽效果的好坏对循环进尺起着决定性的作用。
  掏槽眼一般布置在巷道断面中央靠近底板处,这样便于打眼时掌握方向,并有利于其他多数炮眼的岩石能借助于自重崩落。在掘进断面中如果存在有显著易爆的软弱岩层,一般应将掏槽眼布置在这些软弱层中。
  掏槽的方法和掏槽眼的布置形式多种多样,应根据岩层的性质、断面的大小和一次爆破的进尺来选择和运用。掏槽的形式可分为斜眼掏槽、直眼掏槽和混合掏槽3种。在浅眼爆破时,较多地采用斜眼掏槽,但在中深孔爆破时,斜眼掏槽的应用受到了巷道断面宽度的限制,多采用直眼掏槽。直眼掏槽形式有多种,较为常见的有菱形掏槽、角柱掏槽、螺旋掏槽等。各种掏槽形式的共同特点,是利用数量不等的平行孔眼作为首爆装药眼的辅助自由面和破碎岩石的膨胀补偿空间。

图8-10  斜眼掏槽
(a)单向;(b)楔形;(c)锥形
  
  图8-11 直眼掏槽

图8-12  混合掏槽
   (二) 辅助眼
  辅助眼又称崩落眼,是大量崩落岩石和继续扩大掏槽的炮眼。辅助眼要均匀布置在掏糟眼与周边眼之间,其间距一般为500~700mm,炮眼方向一般垂直于工作面,装药系数一般为0.45~0.60。如采用光面爆破,则紧邻周边眼的辅助眼要为周边眼创造一个理想的光面层,即光面层厚度要比较均匀,且多于周边眼的最小抵抗线。
   (三) 周边眼
  周边眼是爆落巷道周边岩石,最后形成巷道断面设计轮廓的炮眼。周边眼布置合理与否,直接影响巷道成型是否规整。现在光面爆破已较成熟,一般应按光爆要求进行周边眼布置。光爆周边眼的间距与其最小抵抗线存在着一定的比例关系,即
  
  式中,K--炮眼密集系数,一般为0.6~1.0,岩石坚硬时取大值,较软时取小值;
     E--周边眼间距,一般取400~600mm;
     W--最小抵抗线。
  按照光面爆破要求,周边眼的中心都应布置在巷道设计掘进断面的轮廓的上,而眼底应稍向轮廓线外偏斜,一般不超过100~150mm,这样可使下一循环打眼时凿岩机有足够的工作空间,同时还要尽量减少超挖量。光爆周边眼的装岩量必须严格控制。煤矿巷道常遇岩层上的光爆参数见表8-14。
  表8-14                 光面爆破的周边眼爆破参数表
岩层情况 岩石坚固性系数f 炮眼直径/mm 炮眼间距
/mm 最小抵抗
/mm 炮眼密集系数/mm 装药量
/kg•m-1
完整、稳定、中硬以上 8~10 42~45 600~700 500~700 1.0~1.1 0.2~0.3
中硬、层节理不发育 6~8 35~42 500~600 600~800 0.8~0.9 0.15~0.2
松软、层节理发育 <6 35~42 350~500 500~700 0.7~0.8 0.10~0.15
  
  底眼负责控制底板标高。底眼眼口应比巷道底板高出150~200mm,以利钻眼和防止灌水,但眼底应低于底板标高100~200mm,以免巷道底板漂高。底眼眼距一般为500~700mm,装药系数一般为0.5~0.7。为了给钻眼与装岩平行作业创造条件,需采用抛碴爆破,且将底眼眼距缩小为400mm左右,眼深加深200mm左右,每个底眼增加1~2个药卷。
  根据实践经验,煤矿岩石巷道掘进采用光面爆破时,掏槽眼、崩落眼、控制光爆层的崩落眼和周边眼(顶、帮)的每眼装药数量的比例大致为4∶3∶2∶1。
   (四) 炮眼布置
  除合理选择掏槽方式和爆破参数外,还需合理布置炮眼,以取得理想的爆破效果。炮眼布置方法和原则如下:
  (1) 工作面上各类炮眼布置是“抓两头,带中间”。即首先选择掏槽方式和掏槽眼位置,其次是布置好周边眼,最后根据断面大小布置崩落眼。
  (2) 掏槽眼通常布置在断面的中央偏下,并考虑使崩落眼的布置较为均匀和减少崩坏支护及其他设施的可能。
  (3) 周边眼一般布置在巷道断面轮廓线上,顶眼和帮眼按光面爆破要求,各炮眼相互平行,眼底落在在同一平面上。
  (4) 崩落眼均匀地布置在掏槽眼和周边眼之间,以掏槽眼形成的槽腔为自由面层层布置。
   三、爆破器材
  巷道掘进所用爆破材料主要有炸药、电雷管和发爆器。
  我国目前使用的矿用炸药有硝铵类炸药和含水炸药(乳化、浆状和水胶炸药),当穿过有瓦斯地段时,应采用煤矿硝铵炸药和煤矿含水炸药。对于坚硬岩石可考虑采用粉状高威力炸药。煤矿普遍采用价格较低廉的硝铵类炸药,一般装成直径为32mm、35mm、38mm质量为100g、150g和200g的药卷,有效使用期为6个月。
  巷道掘进爆破的起爆材料主要使用雷管,而且是以电雷管为主。其品种有瞬发电雷管、秒延期电雷管和毫秒延期电雷管。在有瓦斯的工作面爆破时,为避免因雷管爆炸引燃瓦斯的可能性,应采用煤矿许用型电雷管,其特点是:管壳为铜壳,在副起爆药中加有消焰剂以控制爆温和火焰长度及延续时间,延期药生成气体量少且密封,雷管底端无窝槽呈平底状。我国规定,在有瓦斯工作面爆破间隔时间不超过130ms。因此,煤矿许用型雷管只有瞬发和130ms以内的毫秒延期电雷管(一般为5段),不能选用秒秒延期电雷管。
  煤矿巷道掘进的电爆网路的起爆电源,主要采用防爆型电容式发爆器。其原理是以干电池作为直流电源,经变流器的振荡线路将直流变为交流高压电源,再经整流线路将交流高压电源变为直流高压电流向主电容器充电,当达到电容器额定电压值后,旋转发爆器上的毫秒限时开关,使主电容器接通电爆网路放电,引爆雷管。电容式发爆器的起爆能力取决于主电容的充电电压和电容量。。电容式发爆器所能提供的电流不太大,一般只用于起爆串联网路的电雷管。
   四、爆破技术
   (一)爆破参数
  巷道掘进的爆破参数主要包括:炮眼直径、炮眼深度、炮眼数目、单位炸药消耗量等。
  1.炮眼直径
  炮眼直径的大小对钻眼效率、全断面炮眼数目、炸药消耗量和爆破岩石块度与岩壁平整度均有影响,因此,应根据行道断面大小、块度要求、炸药性能和凿岩机性能综合考虑进行选择。炮眼直径大,可减少炮眼数目、炸药能量相对集中,可提高爆破效率,但钻速下降,影响爆破质量和降低围岩稳定性。在采用气腿式凿岩机的情况下,我国目前炮眼直径多采用42~45mm(比药卷直径大10mm左右)。在断面为12m2的条件下应用小直径药包(mm和mm),炮眼直径为30mm,采用统一规格钻凿锚杆眼和掘进炮眼,可提高钻眼速度,弥补了由于眼径减小而增加的炮眼数目,提高了掘进速度,而且节约了支护成本,取得了很好的综合技术经济效益,称为“三小”技术。
  2.炮眼深度
  炮眼深度决定了每一掘进循环的钻眼和装岩工作量、循环进尺以及每班的循环次数。但炮眼深度又须根据巷道掘进的作业方式、钻眼设备和凿岩机能力、岩层条件以及巷道断面尺寸等因素经综合考虑而确定。炮眼深度大,显然单位进尺的辅助作业时间短,装岩机的工时利用率高,然而,随眼深的增大,钻眼速度下降,或是爆破后围岩稳定性差,巷道难以维护。因此合理的炮眼深度应以高速、高效、低成本、便于组织正规循环作业为原则。
  我国煤矿巷道掘进中,通常是以月进尺任务和凿岩、装岩设备的能力来确定每一循环的炮眼深度。随着巷道掘进机械化装备水平的提高,已由浅眼向中深眼发展,采用气腿式凿岩机时,炮眼深度以1.8~2.5m为宜,眼深超过2.5m后,钻眼速度则明显降低。采用配有高效凿岩机的台车时,应向深眼发展,一般眼深可达3.0m。
   3.炮眼数目
  合理的炮眼数目应以在保证爆破效果(炮眼利用率高、岩石块度均匀适中,巷道轮廓符合设计要求等)的实现为原则。主要取决于岩石性质、巷道断面形状和尺寸、炮眼直径和炸药性能等因素。一般是先以岩层性质和断面大小进行初步估算,然后在断面图上做炮眼布置,得出炮眼系数,并通过实践调整修正。炮眼数目的估算可按下式进行。
                              (8-13)
  式中  N——炮眼数目;
     ——岩石坚固性系数;
     ——巷道断面积,m2。.
   4.单位炸药消耗量
  爆破每立方米原岩体的炸药量,通常以q表示,它是爆破的一个重要参数,其大小对破碎块度、抛掷距离、围岩稳定性以及爆破成本都有影响。单位炸药消耗量是由炸药性质、岩层可爆性和节理构造以及巷道断面大小来决定。
  单位炸药消耗量可根据经验公式或参照巷道掘进炸药消耗定额(表8-18)来确定,所得q值在实践中再加以调整。
  简单的经验公式为:
                           (8-14)
  式中  ——岩石坚固性系数;
        ——巷道断面,m2;
        ——炸药作功能力的核正系数,;
        ——所用炸药的作功能力,mL。
  确定后,根据巷道断面和炮眼深度可计算出每循环所用炸药量Q,然后按炮眼数目和各炮眼所起作用和所分担的爆破岩体加以分配,最后确定出掏槽眼、崩落眼和周边眼的各眼装药量。
表8-18                    巷道掘进炸药消耗定额                      kg/m3
岩石坚固性系数f 巷  道  断  面,  m2
 <4 <6 6~8 8~10 10~12 12~15 15~20
<1.5 1.14 0.96 0.91 0.80 0.72 0.66 0.59
2~3 1.99 1.60 1.44 1.29 1.21 1.04 0.96
4~6 2.74 2.24 2.02 1.90 1.68 1.48 1.35
8~10 2.94 2.51 2.24 2.02 1.86 1.63 1.45
12~14 4.04 3.23 2.98 2.67 2.41 2.12 1.92
15~20 4.85 3.89 3.54 3.14 2.95 2.56 2.32
    (二) 装药结构
  装药结构有连续装药和间隔装药、耦合装药和不耦合装药、正向起爆装药和反向起爆装药之区别。在巷道掘进中,主要采用连续、耦合、反向起爆装药结构。
  采用2号岩石硝铵炸药,当传爆长度超过600mm时,超过的药卷易产生间隙效应,即炸药传爆中断,产生拒爆。目前巷道掘进一般采用钎头直径为40mm钎头,药卷直径为35mm,正处于产生间隙效应的范围,所以,当装药长度超过600mm时,应采取消除间隙效应的措施,或采用没有明显间隙效应的水胶炸药或乳化炸药。
  炮眼的填塞能保证在炮眼内炸药全部爆轰结束前减少爆生气体过早逸出,保持爆压有较长的作用时间充分发挥炸药的爆破作用。因此,装药完毕必须充填以符合安全要求长度的炮泥并捣实,常用1:3的泥沙混合炮泥,湿度为18%~20%。在有瓦斯的工作面,可采用水炮泥填塞。水炮泥还可以吸收部分热量,降低喷出气体的温度,有利安全。
    (三) 岩巷掘进的光面爆破技术
  光面爆破的实质,是在井巷掘进设计断面的轮廓线上布置间距较小、相互平行的炮眼,控制每个炮眼的装药量,选用低密度和低爆速的炸药,采用不耦合装药同时起爆,使炸药的爆炸作用刚好产生炮眼连线上的贯穿裂缝,并沿各炮眼的连线--井巷轮廓线,将岩石崩落下来。
  应用光面爆破可使掘出的巷道轮廓平整光洁,便于锚喷支护,岩帮裂隙少,稳定性高,超挖量小。所以光面爆破是一种成本低、工效高、质量好的爆破方法。
  光面爆破的质量标准如下:
  (1) 围岩面上留下均匀眼痕的周边眼数应不少于其总数的50%;
  (2) 超挖尺寸不得大于150mm,欠挖不得超过质量标准规定;
  (3) 围岩面上不应有明显的炮震裂缝。
  光爆施工方法虽有多种,但国内使用最多的是普通光爆法。即先用一般的爆破方法在巷道内部做出巷道的粗断面,给周边留下一个厚度比较均匀的光面层;然后再由布置在光面层上的边眼爆出整齐的巷道轮廓,这些边眼就是光爆炮眼。其爆破参数要慎重选取,才能既降低对围岩的破坏又在边眼间形成贯穿裂缝,把岩体整齐地切割下来。为保证贯穿裂缝的形成,光爆炮眼之间的距离要适当减小,严格控制周边眼的装药量,并合理选择炸药和装药结构。
   (四) 起爆顺序和时差
  工作面上的炮眼应按掏槽眼、辅助眼、崩落眼、帮眼、顶眼、底眼的先后顺序起爆,以使先爆炮眼所形成的槽腔作为后爆炮眼的自由面。一般均采用延期电雷管(秒或毫秒延期)全断面一次起爆。特殊情况下(如大断面、预留光爆层)可采用分次起爆。
  起爆顺序的间隔时间,可采用秒延期或毫秒延期。实践证明,毫秒延期爆破可获得良好的技术经济效果。各炮眼爆破所产生的应力场相互干涉、叠加,增强了破碎作用,能减小爆破块度,在相同条件下比秒延期爆破的装药量减少;在有瓦斯的工作面可实现全断面一次起爆 (总延时不超过130ms),缩短了放炮时间,保证作业安全;抛掷作用降低,爆堆比较集中,能提高装岩效率和防止崩坏设备与支护。
  巷道掘进中,由于抵抗线较小,毫秒间隔时间短,一般在15~75ms之间,并随岩层性质、抵抗线的大小而变动。当掏槽眼深度超过2.5~3.0m时,为保证槽腔内岩石的破碎和抛掷,毫秒间隔时间应取大值,一些试验表明间隔时间在50~100ms时,掏槽效果较好。
   (五) 爆破说明书及爆破图表
  爆破说明书是井巷施工组织设计中的一个重要组成部分,是指导、检查和总结爆破工作的技术文件。
  爆破说明书的主要内容包括有:
  (1) 爆破工程的原始资料,包括掘进井巷名称、用途、位置、断面形状和尺寸,穿过岩层的性质,地质条件以及瓦斯情况;
  (2) 选用的钻眼爆破器材,包括炸药、雷管的品种,凿岩机具的型号、性能;
  (3) 爆破参数的计算选择,包括掏槽方法,炮眼的直径、深度、数目、单位耗药量;
  (4) 爆破网路的计算和设计;
  (5) 安全措施。
  爆破作业图表是在爆破说明书基础上编制出来的指导和检查钻眼爆破构造的技术文件,包括炮眼布置图,装药结构图,炮眼布置参数、装药参数的表格,预期的爆破效果和经济指标。
   (六) 钻眼爆破安全技术
  钻眼爆破工作比须严格按《煤矿安全规程》和《矿山井巷工程施工及验收规范》有关规定执行,一般应注意以下事项。
  1.钻眼安全注意事项
  (1)开眼时必须使针头落在实岩上,如有浮矸,应处理好后再开眼。
  (2)不允许在残眼内继续钻眼。
  (3)开眼时给风阀门不要突然开大,待钻进一段后,再开大风门。
  (4)为避免断钎伤人,推进凿岩机不要用力过猛,更不要横向用力;凿岩时钻工应站稳,应随时提防突然断钎。
  (5)一定要注意把胶皮风管与风钻接牢,以防脱落伤人。
  (6)缺水或停水时,应立即停止钻眼。
  (7)工作面全部炮眼钻完后,要把凿岩机具清理好,并撤至规定的存放地点。
  2.爆破安全注意事项
  (1)装药前应检查顶板情况,撤出设备与机具,并切断除照明以外的一切设备的电源。照明灯及导线也应撤离工作面一定距离。
  (2)放炮母线要妥善地挂在巷道的侧帮上,并且要和金属物体、电缆、电线离开一定距离;装药前要试一下放炮母线是否导通。
  (3)在规定的安全地点装配引药(起用药卷)。
  (4)检查工作面20m范围内瓦斯含量,并按《煤炭安全规程》有关规定处理。
  (5)装药时要细心地将药卷送到眼底,防止擦破药卷,装错雷管段号,拉断脚线。有水的炮眼,尤其是底眼,必须使用防水药卷或给药卷加防水套,以免受潮拒爆。
  (6)装药、联线后应由放炮员与班、组长进行技术检查,做好放炮前的安全布置。
  (7)放炮后要等工作面通风散烟后,放炮员率先进入工作面,检查认为安全后方能进行其他工作。
  (8)发现瞎炮应及时处理。如瞎炮是由联线不良或错联所造成,则可重新联线补爆;如不能补爆,则应在距原炮眼0.3 m外钻一个平行的炮眼,重新装药放炮。
第三节  装岩与运输
  装载与运输是巷道掘进中劳动量大,占循环时间最长的工序,一般情况下它可占掘进循环时间的35%~50%。70年代以来,我国先后研制成功耙斗装岩机、侧卸式装岩机、蟹爪装岩机及立爪装岩机,其中根据煤矿特点研制的耙斗装岩机,因具有结构简单、制造容易、造价低、可靠性好和适应性强等优点,已成为当前我国煤矿巷道掘进的主要装载设备。
  近些年来,配套的转载运输设备也在不断研究改善,先后出现了QZP-160型桥式转载机、SJ-80与SJ-44可伸缩胶带运输机、ZP-1型胶带转载机等,以及S4、S6、S8型梭式矿车和ILA、CCJ型仓式列车以及5t以上防爆型蓄电池电机车。以上多为从工作面运出矸石的设备,同时也发展了可向工作运输材料的胶带输送机、钢丝绳牵引卡轨车和钢丝绳牵引单轨吊车。
   一、装岩
  装岩机按工作机构分,井下常用的有铲斗式装岩机、耙斗式装岩机、蟹爪式装岩机和立瓜式装岩机等。
   (一) 铲斗(侧卸式)装岩机
  铲斗式装岩机有后卸式和侧卸式两大类,作原理和主要组成部分基本相同。铲斗式装岩机一般包括铲斗、行走、操作、动力几个主要组成部分,工作时依靠自身质量及运动所产生的动能,将铲斗插入碎石,铲满后将碎石卸入转载设备或矿车中,工作过程为间歇式。
  侧卸式装岩机是正面铲取岩石,在设备前方侧转卸载,行走方式多为履带式。它与铲斗后卸式比较,铲斗插入力大,斗容大,提升距离短;履带行走机动性好,装岩宽度受限制小,可在平巷及倾角10°以内的斜巷使用;铲斗还可兼作活动平台,用于安装锚杆和挑顶等;工作机构采用液压传动,提升能力大,提升距离小,消耗功率较小,性能稳定;司机坐在司机棚内操作,操作轻便,安全可靠;电气设备均为防爆型,可用于有瓦斯和煤尘爆炸危险的矿井。
  国产ZLC—60型铲斗侧卸式装岩机如图8-15所示,该机适用于宽度大于4m、高度大于3.5m的巷道。

图8-15  ZLC—60型铲斗侧卸式装岩机
1—铲斗;2—铲斗座;3—连杆;4—铲斗臂;5—升提油缸;
6—防爆开关箱;7—履带;8—电动机;9—侧卸油缸
  根据侧卸式装岩机的工作特点,应将转载机布置在装岩机铲斗卸载一侧的轨道上(图8-16)。装岩机铲取的岩石直接卸到停靠在掘进工作面前部的料仓中,通过转载机再转卸到矿车中,这样可以连续装满1列矿车,提高了装岩效率。

图8-16  转载机与侧卸式装岩机配套示意图
1--侧卸式装岩机;2—转载机;3—凿岩台车;4—矿车组;5—电机车
   (二)耙斗装岩机
  耙斗装岩机是一种结构简单的装岩设备,电力驱动,行走方式为轨轮式。它不仅适应于水平巷道装岩,也可用于倾斜巷道和弯道装岩。耙斗装岩机的优点是结构简单、维修量小、制造容易、安全可靠、岩尘量小、铺轨简单、适应面广和装岩生产率高。缺点是钢丝绳和耙斗磨损较快,工作面堆矸较多,影响其他工序工作。从1963年开始,我国煤矿逐步推广使用了耙斗装岩机,现已形成系列,是目前应用最广的装载设备。
  耙斗装岩机主要由绞车、耙斗、台车、糟体、滑轮组、卡轨器、固定楔等部分组成,如图8-17所示。
  
图8-17  粑斗装岩机示意图
  1—连杆;2—主、副滚筒;3—卡轨器;4—操作手把;5—调整螺丝;6—耙斗7—固定楔
  8—尾轮;9—耙斗钢丝绳;10—电动机;11—减速器;12—架绳轮;13—卸料槽;14—矿车
  耙斗装岩机适用于净高大于2m,净断面5m2以上的巷道。它不但可以用于平巷装岩,而且还可以在35°以下的上、下山装岩,亦可用于在拐弯巷道中作业。
  耙装机在使用时,应注意以下问题:
  (1)固定楔的安装。打眼时将顶部眼和拱肩眼加深500mm左右,以便留下残眼供挂尾轮使用。放炮后在眼内插入固定楔并打紧,即可挂上尾轮,开始耙岩。
   固定楔分硬岩楔子和软岩楔子两种(图8-18)。硬岩楔的长度一般为400~500mm,由楔体和紧楔组成;软岩楔的长度一般为600~800mm,由楔头的钢丝绳套和紧楔组成。
  耙取巷道两侧岩石时,只需移动尾轮的悬挂位置即可。尾轮固定楔钻孔在工作面的布置见图8-19。
  
图8-18  尾轮固定楔结构图
  a—硬岩用尾轮楔;b—软岩用尾轮楔
  1—圆环;2—倒楔;3—钢丝绳;4—正楔;5—圆锥套;6—楔头;7—楔眼
  
图8-19  尾轮固定楔钻孔布置图
  (2)耙装距离。耙装机工作时,离工作面最远不宜超过20m;为了防止爆破损伤机器,耙装机距离工作面最近不得小于6m。
   装岩时机体不需移动,工作面推进一定距离后,才移动一次。移动前先接长轨道,移动的方法也可用绞车自行牵引,也可用人力推动。
  (3)耙装机在转弯较大的巷道中使用时,首先要在工作面设尾轮,通过在转弯处的开口双滑轮,把工作面的矸石耙到转弯处,然后将尾轮1移动到尾轮4的位置,耙装机便可将岩石装入转运设备中去(图8-20)。

图8-20  拐弯巷道耙装机装岩示意图
1、4—尾绳轮;2—双滑轮;3—耙斗;5—耙斗;6—耙装机
  (4)下山施工耙装机的固定和移动。当巷道坡度小于25°时,除了用耙装机本身的卡轨器进行固定外,还应增设两个大卡轨器。当巷道坡度大于25°时,除增设大卡轨器外,还应再增设一套防滑装置。为了提高耙斗的效率,还应选用适于下山装岩的耙角。移动耙装机一般用提升机,也可用一台5t的绞车进行移动。
  (5)上山施工耙装机的固定和移动。在上山掘进时,耙装机除了采用下山施工时的固定方法以外,还应在台车的后位立柱上增设两根斜撑。移动耙装机可用提升机进行,若单用提升机提升能力不足时,可与耙装机绞车联合使用。
  耙斗装岩机小时生产率可按下式计算
                        (8-20)
  式中,Q--耙斗装岩机小时生产率,m3/h;
     V--耙斗的容积,m3;
     φ--耙斗装满系数;
     L--从岩堆中心距装岩机的距离;
     vp、vm--耙斗往返运行速度,m/s;
     t1、t2--耙斗往返转换停歇时间。
  装岩机生产率随耙岩距离增加而下降,所以耙斗装岩机距工作面不能太远,一般以6~20m为宜。另外,在装岩条件一定的情况下,装岩生产率随耙斗运行速度的增加而增加。其他影响生产率的主要因素还有操作技术水平、调车组织工作等。
   (三) 蟹爪装岩机
  这种装岩机的特点是装岩工作连续,生产率高。其主要组成部分有蟹爪、履带行走部分、转载输送机、液压系统和电气系统等,见图8-21。

图8-21  S-60型蟹爪式装岩机
1—蟹爪装岩机构;2—减速器;3—液压马达;4—机头架;5—转载输送机;6—行走机构;
7—回转台;8—升降油缸;9—耙杆;10—销轴;11—主动圆盘;12—弧线导杆;13—固定销
  20世纪50年代初,我国研制了适合煤和煤—岩巷道掘进用的ZMZ—17型蟹爪式装岩机。随后又研制了岩巷使用的ZS—60型蟹爪式装岩机。近年来,蟹爪式装岩机已有很大改进,如ZB—1型大功率蟹爪式装岩机以及ZXZ—60型蟹爪式装岩机,在装载中硬以上岩石中显示出很大的优势。
  这类装岩机前端的铲板上设有一对蟹爪,在电机或液压马达驱动下,连续交替地扒取岩石,岩石经刮板输送机运到机尾的胶带输送机上,而后装入运输设备。也可不设胶带输送机,由刮板输送机直接装入运输设备。输送机的上下、左右摇动,以及铲板的上下摆动都由液压驱动。机器用履带行走,工作时机器慢速推进,使装岩机徐徐插入岩堆。
  蟹爪式装岩机装载宽度大,动作连续,生产率高,机器高度低,产生粉尘少,但结构复杂,履带行走对软岩巷道不利,适于装硬岩。机器对制造工艺和耐磨材料要求高,维修保养要求高。此外,为清除工作面两帮岩石,装岩机需多次移动机身位置,要求底板平整,否则会给装岩机的推进带来困难。
   (四) 立爪装岩机
  从20世纪70年代起,北京矿冶研究院和华铜铜矿及云南锡业公司等单位,先后研制了立爪式装岩机。其主要优点是装矸机构简单可靠,动作机动灵活,对巷道断面和岩石块度适应性强,能挖水沟和清理底板,生产率较高。但爪齿容易磨损,操作亦较复杂,维修要求高。
  立爪式装岩机是一种新型的装岩机,它由机体、刮板输送机及立爪耙装机构三部分组成,见图8-22。其装岩过程是,立爪耙装岩石,刮板输送机转送岩石至运输设备。立爪始终保持从岩堆顶部开始耙集岩石,这比铲斗式装岩机要先插入岩堆内而后铲取岩石更合理。
  还有一种蟹立爪装岩机,吸取蟹爪式和立爪式装岩机的优点,采用蟹爪和立爪组合的耙装机构,从而形成新颖的高效装岩机(图8-23)。它以蟹爪为主,立爪为辅,结合了两种装岩机的优点,有较高的生产能力。
   (五)装岩机的选择
  选择装岩机考虑的因素较多,主要包括巷道断面的大小;装岩机的装载宽度和生产率,适应性和可靠性,操作、制造和维修的难易程度;装岩机与其他设备的配套;装岩机的造价和效率等。
  侧卸式装岩机,铲取能力大,生产效率高,对大块岩石、坚硬岩石适应性强;履带行走,移动灵活,装卸宽度大,清底干净;操作简单、省力,但是构造较复杂,造价高,维修要求高,间歇装岩,适用于12m2以上的双轨巷道。
  耙斗式装岩机,构造最简单,维修、操作都容易;可用于平巷、斜巷、以及煤巷、岩巷等。但是,它的体积较大,移动不便,妨碍其他机械使用,间歇装岩,且底板清理不干净,人工辅助工作量大,耙齿和钢丝绳损耗量大,效率低,故用于单轨巷道较为合理。
  蟹爪式、立爪式以及蟹立爪装岩机的装岩动作连续,可与大容积、大转载能力的运输设备和转载机配合使用,生产效率高,但是构造较复杂,造价高,蟹爪与铲板易磨损,装坚硬岩石时,对制造工艺和材料耐磨要求较高。
  
图8-22  LZ-60型立爪式装岩机结构图
  1—装载机构;2—转载机构;3—行走机构;4—操纵装置;5—回转装置;
  6—动力装置;7—电气系统;8—电器按钮
  
图8-23  蟹立爪式装岩机结构示意图
 1—立爪;2—小臂;3—立爪油缸;4—大臂;5—蟹爪电动机;6—双链刮板输送机;7--刮板输送机电动机;8—胶带输送机;9—升降油缸;10—油泵电动机;11—机座;12—履带电动机;13—减速器;14—履带装置;15—油压系统;16—机头升降油缸;17—大臂升降油缸;18—蟹爪减速器;19—同步轴;20—电气系统;
21—司机座
  目前国内使用较多的装岩机仍然是铲斗后卸式装岩机与耙斗式装岩机,侧卸式装岩机次之。蟹爪式和立爪式装岩机正在不断完善和发展。在实际工作中应根据工程条件、设备条件、以及前述应考虑的因素,参照各种装岩机的技术特征进行选择。
   二、运输
   (一)工作面调车与转载
  装岩效率的提高,除了选用高效能装岩机和改善爆破效果以外,还应结合实际条件合理选择工作面各种调车和转载设施,以减少装载间歇时间,提高实际装岩生产率。同时要加强装岩调车工作组织和运输工作,及时供应空车,运出重车。保证轨道质量,提高行车速度等。
  采用不同的调车和转载方式,装载机的工时利用率差别很大,据统计我国煤矿用固定错车场时为20%~30%、用浮放道岔时为30~40%、用长转载输送机时为60%~70%、用梭式矿车或仓式列车时为80%以上。
  1.固定错车场调车法
  在单轨巷道中,调车较为困难,一般每隔一段距离需要加宽一部分巷道,以安设错车的道岔,构成环形错车道或单向错车道。在双轨巷道中,可在巷道中轴线铺设临时单轨合股道岔,或利用临时斜交道岔调车,如图8-24所示。
  单独使用固定道岔调车法,一般需要增加道岔的铺设和加宽巷道的工作量,且不能经常保持较短的调车距离,故调车效率不高,不能适应快速掘进的要求,需要和其它调车方法配合使用,才能收到较好的效果。
  
图8-24  固定错车场
  1—转载机;2—重车;3—空车;4—重车方向;5—空车方向;6—电机车
  2.浮放道岔调车法  
  浮放道岔是临时安设在原有轨道上的一组完整道岔,它结构简单,可以移动,现场可自行设计与加工。
  菱形浮放道岔(图8-25),是用于双轨巷道的浮放道岔。这种浮放道岔在两台装岩机同时装岩的情况下使用方便,图8-26为两台装岩机装岩利用菱形浮放道岔的调车示意图。若只用一台铲斗后卸式装岩机装岩,装岩机可通过浮放道岔调换轨道,在两条轨道上交替装岩。其缺点是结构笨重,搬运困难。
  
  图8-25  双向菱形浮放道岔
  
图8-36  菱形浮放道岔调车示意图
  1—空车方向;2—重车方向;3--菱形浮放道岔;4—矿车;5—装载机
  另外还有用于单轨巷道的单轨浮放双轨道岔,如图8-37所示。
  
  图8-27  单轨浮放双轨道岔
  1—道岔;2—浮放轨道;3—支撑装置 3—翻框式调车器调车法
  翻框式调车器也称平移式调车器(图8-28)。其调车方法是:在单轨巷道里,见图8-34,先将调车器的活动盘放在轨道上,调来的空车可推到活动盘的移车盘上,再横推到固定盘上,然后翻起活动盘,待工作面的重车推出后,再放下活动盘,并将空车推到工作面装岩。在双轨巷道里使用时,调车器固定盘放于空车道上,活动盘放于重车道上。
  
  图8-28   调车器示意图
  1—活动盘;2—轨条;3—滑车板;4—轴;5—固定轴;6—单位卡
  翻框式调车器具有结构简单、重量轻、移动方便等优点,特别是可以保证调车位置接近工作面,为独头巷道快速掘进创造有利条件。
  4.转载设备调车法
  采用转载设备可大大改进装运工作,提高装岩机的实际生产率,使装载运输连续作业,有效地加快装运速度。我国使用的转载设备有胶带转载机、斗式转载车、梭式矿车和仓式列车等。
  1)胶带转载机平巷掘进中使用的胶带转载机的形式很多,但胶带输送机的框架和托滚等部分大致相同,主要区别是在胶带输送机的支撑方式上。从胶带机架支撑方式上分,有悬臂式胶带转载机、支撑式胶带转载机和悬挂式胶带转载机等多种。
  悬臂式胶带转载机见图8-29,结构简单,长度较短,行走方便,可适应弯道装岩。其不足之处,是在其下边只可存放3辆矿车。
  支撑式胶带转载机没有辅助轨道,专供支撑行走。由于长度较长,往往能存放足以将一茬炮爆落的矸石全部装走的矿车数,因而可完全消除由于调车而导致的装岩中断时间,并可大大减少单轨长巷道铺设道岔或错车场的工作量。但它只适用于直线段巷道的掘进。新晃汞矿采用1台悬臂式和1台支撑式胶带转载机配合使用(图8-30),并配合采用其它措施,于1973年3月创造了独头月进707.3m的全国纪录。
  
  图8-29  悬臂式胶带转载机示意图
  1—受矸槽;2—胶带;3—车架;4—张紧装置
  
  图8-30  新晃汞矿胶带转载机工作布置示意图
  1—装岩机;2—悬臂式转载机;3—电机;4—支撑式转载机;
  5—1m3矿车;6—输送机电机
  
  图8-31   悬挂式胶带转载机示意图
  1—装岩机;2--悬挂式胶带转载机;3—悬吊链;4—行走小车;
  5—单轨架空轨道;6—吊挂装置;7—卸矸溜槽
  悬挂式胶带转载机的特点是胶带机悬挂在巷道顶部的轨道上,见图8-31。轨道可采用钢轨或槽钢制成,用锚杆吊挂固定在巷道顶板或直接固定于巷道支架的顶梁上,并随工作面推进一定距离而向前接长延伸。胶带机在轨道上的悬挂,是用带凹槽的轮子挂搭在轨道上,并可在轨道上滚动。它的移动可用装岩机或电机车牵引或推顶。
  2)斗式转载车斗式转载车及一组专用矿车,一般统称为斗式转载列车。斗式转载车由斗车和升降车组成。装岩时斗车先处在一个升降车的车底。斗车内装满岩石后,通过升降车底特设的升降气缸将斗车顶起,斗车本身靠压气驱动,以列车车箱两邦作为车轨在列车上行走,并可将岩石卸入任何一辆矿车里。卸载后的斗车再返回升降车重新装岩。
  3)梭式矿车  梭式矿车是一种大容积的矿车,也是一种转载设备。根据工作面的条件,可以采用1台梭车,亦可把梭车搭接组列使用,一次将工作面爆落的矸石装走。我国生产的梭式矿车有4m3、6m3、8m3 3种,图8-32为8m3的S8型梭式矿车图。其型号及技术指标见表8-19。
表8-19                   梭式矿车型号及技术特征表
名  称   型      号
   S4   S6   S8D
车辆容积/m3   4   6   8(单车使用)   22(三车搭接)
自 重 /t   6   8   9.28   29.82
载 重 /t   10   15   20   60
外形尺寸/mm   6250х1280х1620   7014х2450х1640   9600х1360х1780   20800х1360х1780
  转向架中心距/mm   3000   3600   5950   5950
  轴 距/mm   800   800   800   800
  轨 距/mm   600   600   600、762、900   600、762、900
  最小转弯半径/mm   8   12   12   30
  卸载时间/min   1   1.2   2.0   6.9
  装载高度/mm   1200   1200   1200   1200
  适用巷道规格/m   ≥2.2х2.2   ≥2.4х2.4   ≥3.0х3.0   ≥3.0х3.0
  梭式矿车具有装载连续,转载、运输和卸载设备合一,性能可靠等优点。但必须有卸载点,如溜井、矸石仓等。
  湖南煤炭基建公司二处塘冲主平硐采用6台YTP一26型气腿凿岩机打眼,1台ZP-60型耙斗装岩机装岩,3台S8D型搭接式梭车和8t、5t蓄电池电机车各1台牵引运输,断面12.4m2的平硐穿过f=8~l0的石灰岩,采用喷砼和部分料石碹支护,于1984年1~11月,共掘进1323m,平均工效2.07m3/工。
  
  图8-32  S8型梭式矿车
  1—板式输送机主动轮;2—车帮;3—传动链;4—底盘;5—车轮底架;
  6—车轮;7—减速装置
  4)仓式列车  仓式列车由头部车、若干中部车及一台尾部车组成,链板机贯穿整个列车车箱的底部。使用时,根据一次爆破出岩量确定中部车车箱数量。各车箱之间用销轴连接,车体分别装于各自的台车上,每1个台车由1对轮对和水平盘组成,故可在曲率半径大于15m的弯道上运行。我国煤矿常用的仓式列车技术特征见表8-20。
  表8-20                   仓式列车的型号及主要技术特征表
  名  称   型      号
   CCL   ECC-5   DS-71   阜新新邱
  车辆容积 /m3   14   5(t)   15   6
  轨 距 /mm   600   457   -   -
  装载最小曲率半径/m   15   12.5   -   -
  通行最小曲率半径/m   15   7.5   -   6.5
  刮板输送机型式   单链刮板   双链刮板   双链刮板   双链刮板
  链 速 /m•s-1   0.052   0.17   0.11   0.16
  电动机功率/kW   13   10   15   11
  电动机转速/r•min-1   1450   1500   740   
  外形尺寸   长 /m   29   12.4   15   12.8
   宽 /m   1.22(头部)
  0.80(中间)   1.15(头部)
  0.74(中间)   1.2   1.09(头部)
  0.88(中间)
   高 /m   1.25   1.4   1.6   1.24
  总 重 量  /t   18       10   
  
  仓式列车可与装岩机或带有转载机的掘进机配套使用,并能充分发挥装岩机的效率;由于不必调车,节省了不必要的错车道开凿工程,同时,又利于运料,故需辅助人员少、辅助工作量少;仓式列车卸载高度低,前后移动方便,可用绞车或电机车牵引。
  仓式列车适用于断面为4.5~8.5m2的较小巷道,但需两次转载,一般把煤、矸直接卸到刮板输送机或煤(矸)仓里,所以仓式列车很适用于煤、半煤岩巷掘进运输。
    (二)运输
  巷道施工除了要求及时地将岩石送出外,还需要将大量支护等材料运往工作面。我国煤矿巷道掘进运输多用电机车牵引矿车,将重车拉到井底车场,空车供应工作面。采区煤巷的运输多用刮板输送机和可伸缩胶带输送机将煤运至采区煤仓。近几年又开发使用了卡轨车和单轨吊等可往返的运输设备。
  1.CDXT系列矿用防爆电机车
  CDXT系列防爆电机车适用于瓦斯矿井调度集结车辆、牵引矿车、运输原煤、矸石、材料、设备和人员。电机车配套电器件均有防爆性能,电源装置内不积聚氢气、不产生火花、不会引燃瓦斯和煤尘。CDXT系列电机车的主要技术特征见表8-21。
  表8-21            矿用防爆电机车的型号及主要技术特征表
  项目
型号 粘着重量
t 小时牵制引力
KN 速度
km/h 额定电压
V 轨距
mm 轴距
mm 电动机功率
kW 外形尺寸
mm
CDXT-2.5 2.5 2.7 6 48 600
900 650 4.5 2150х1072х1515
CDXT-5/57 5 7.1 7 96 600
900 900 2х7.5 3220х1210х1550
CDXT-8/87 8 13 7.8 140 600
900 1150 2х15 4400х1210х1600
 
  开滦矿区钱家营矿-600m水平轨道运输大巷于1989年5月创全岩单孔月进252.4m时,运输工作由1.5t矿车连挂8节为1列车,采用5t矿用防爆电机车承担工作面至调车场空、重列车的短途运输,再由8t矿用防爆电机车承担车场至井底车场的空、重列车及材料车的长段运输。
  2.胶套轮电机车
  胶套轮电机车适用于煤(岩)和瓦斯突出矿井的瓦斯喷出巷道区域,用作调度集结车辆或作短途运输,以及坡度60以内的巷道运输。
  3.钢丝绳牵引卡轨车
  钢丝绳牵引卡轨车适用于断面大于5.5m。以上、水平弯曲和垂直弯曲巷道及坡度25°以下的巷道。它用于煤矿井下运输材料、设备和人员,具有牵引力大、运输距离长等优点。
  钢丝绳牵引卡轨车主要由泵站、液压绞车、牵引钢丝绳、导向轮装置、尾轮装置、牵引车、制动车等组成,见图8-33。

  图8-33  卡轨车运输系统示意图
1--泵站及附属设施;2—液压差动绞车;3—牵引钢丝绳;4—张紧装置;5—牵引车;
6—导向轮装置;7--制动车;8—列车组;9—轨道;10—尾轮装置
  4.钢丝绳牵引单轨吊
  钢丝绳牵引单轨吊适用于采区上、下山中间巷道连续运输、向回采工作面、掘进工作面运送设备、材料和人员。单轨吊可在断面大于7m2的水平弯曲和垂直弯曲巷道中使用。
  钢丝绳牵引单轨吊运输系统主要由牵引装置、导轨、载重斗、坐人斗、紧急制动装置、回绳轮等组成,见图8-34。
  
   
  图8-34  单轨吊运输系统示意图
  1--牵引绞车;2—缓冲器;3—牵引车;4—制动车;5—倒链起重器;6—控制车;
  7—支撑车;8—横梁;9—牵引钢丝绳;10—吊挂单导轨;11—尾轮
第四节  支护工作
  50年代,我国在开拓巷道中多数就地取材用石灰岩或花岗岩料石砌碹,少数复杂地层采用金属支架和钢筋砼砌碹,采区和服务年限较短的巷道多采用木材支架。60年代,我国在开拓巷道仍以料石支护为主,但由于水泥工业的发展和坑木代用的提出,在华东、华北、中南等地区砼砌块得到了发展,同时各种钢筋砼棚子和矿用工字钢梯形支架在一些主要矿区的采区巷道中也广泛推广,锚喷支护的试点在河南、山西等省取得了成功。进入70年代随着砼喷射机和机械手的研制成功,锚喷支护得到了较大范围的推广和应用,因而我国巷道及地下工程的支护出现了较大的改革。特别是80年代末,平庄、淮南等矿务局在软岩巷道中锚喷支护的攻关成功,1992年末吉林梅河口矿在褐煤矿井中锚喷支护的有效使用,使锚喷支护逐步成为我国岩巷支护的主要形式。目前由于我国综采工作面的大量增加,不仅采区巷道断面相应加大,而且开拓巷道也多布置在煤层中,因而在煤巷中也已大量推广应用锚喷支护。
   一、现代支护结构原理
  随着岩石力学的发展和锚喷支护的应用,逐渐形成了以岩石力学理论为基础的,支护与围岩共同作用的现代支护结构原理,应用这一原理就能充分发挥围岩的自承力,从而能获得极大经济效果。当前国际上广泛流行的新奥地利隧道设计施工方法,就是基于现代支护结构原理基础之上的。归纳起来,现代支护结构原理包含的主要内容有以下几方面:
  (1)现代支护结构原理是建立在围岩与支护共同作用的基础上,即把围岩与支护看成是由两种材料组成的复合体。按一般结构观点,亦即把围岩通过岩石支承环作用使之成为结构的一部分。显然,这完全不同于传统支护结构的观点,认为围岩只产生荷载而不能承载,支护只是被动地承受已知荷载而起不到稳定围岩和改变围岩压力的作用。
  (2)充分发挥围岩自承能力是现代支护结构原理的一个基本观点,并由此降低围岩压  力以改善支护的受力性能。
  发挥围岩的自承能力,一方面不能让围岩进入松动状态,以保持围岩的自承力;另一方面允许围岩进入一定程度的塑性,以使围岩自承力得以最大限度的发挥。当围岩洞壁位移接近允许变形值ur0max时,围岩压力就达到最小值。围岩刚进入塑性时能发挥最大自承力这一点可由图8-43加以说明。无论是岩石的应力应变曲线还是岩体节理面的摩擦力与位移的关系曲线都具有同样的规律,即起初随着应变或位移的增大,岩石或岩体的强度逐渐获得发挥,而进入塑性后,又随着应变或位移的增大,强度逐渐丧失。可见,围岩刚进入塑性时,发挥的自承力最大。
  按上所述,现代支护结构原理一方面要求采用快速支护,紧跟作业面支护,预先支护等手段限制围岩进入松动;另一方面却要求采用分次支护,柔性支护,调节仰拱施作时间等手段允许围岩进入一定程度的塑性,以充分发挥围岩的自承能力。

图8-43  岩石应力-应变和摩擦力-位移曲线
(a)岩体单轴压缩试验的应力应变关系; (b)岩体节理面位移和摩擦力的关系
Ⅰ--弹性区;Ⅱ--强度下降区;Ⅲ--松动区
  (3)现代支护原理的另一个支护原则是尽量发挥支护材料本身的承载力。采用柔性薄型支护,分次支护或封闭支护,以及深入到围岩内部进行加固的锚杆支护,都具有充分发挥材料承载力的效用。喷层柔性大且与围岩紧密粘结,因此喷层主要是受压或剪破坏,它比受挠破坏的传统支护更能发挥混凝土承载能力。我国铁道科学院铁建所曾进行过模拟试验,表明双层混凝土支护比同厚度单层支护承载力高,一般能提高20%~30%。所以分次喷层方法,也能起到提高承载力作用。
  (4)根据地下工程的特点和当前技术水平,现代支护原理主张凭借现场监控测试手段,指导设计和施工,并由此确定最佳的支护结构型式,参数和最佳的施工方法与施工时机。因此,现场监控量测和监控设计是现代支护原理中的一项重要内容。
  (5)现代支护原理要求按岩体的不同地质、力学特征,选用不同的支护方式,力学模型和相应的计算方法以及不同的施工方法。如稳定地层、松散软弱地层,塑性流变地层,膨胀地层都应当分别采用不同的设计原则和施工方法。而对于作用在支护结构上的变形地压,松动地压及不稳定块体的荷载等亦都应当采用不同的计算方法。
   二、锚杆支护机理
  1. 悬吊作用
  悬吊作用是指用锚杆将软弱的直接顶板吊挂于其上的坚固老顶上,如图8-39所示,或者是用锚杆将因巷道开挖而引起松动的岩块连结在松动区外的完整坚固岩体上,使松动岩块不致冒落。
  2. 组合梁作用
  组合梁作用是指将层状岩体各层用锚杆连结并紧固(图8-40),锚杆把数层薄的岩层组合成类似铆钉加固的组合梁,提高了岩层的整体抗弯能力。在相同载荷作用下,组合后的组合梁比未组合的板梁的挠度和内应力都大为减少。
  
图8-39  锚杆的悬吊作用                     图8-40  锚杆的组合作用
  3.锚杆楔固作用
  锚杆的楔固作用是在围岩中存在一组或几组不同产状的不连续面的情况下,由于锚杆穿过这些不连续面,防止或减少了围岩沿不连续面的移动,如图8-41所示。
  设锚杆作用压力为σb,岩体水平应力σp,不连续面的摩擦因数为tan φ,不连续面与顶板面法向的夹角α。当顶板锚杆按垂直于不连续面布置时(与顶板表面斜交),稳定条件为〔如图8-41(a)所示〕:
                  (8-21)
  如果α>φ,则不必要安设锚杆。另一方面,只有当σp很小时,锚杆的锚固作用才较好。
  同样,当锚杆垂直于顶板表面时(与不连续面斜交),稳定条件为〔如图8-41(b)所示〕:
                       (8-22)
  上式表明,只有当σp值较小时,锚杆的锚固作用才较好。对于树脂和水泥等全长锚固式锚杆,由于粘结剂充填了钻孔,而它们的特性与岩体力学性质接近,因而减少或消除了沿不连续面的层间错动。

图8-41  锚杆的楔固作用
  4.挤压加固拱作用
  通过光弹性试验可以验证锚杆的挤压加固作用。若在弹性体上安装具有预应力的锚杆,在弹性体内便形成以锚头和紧固端为顶点的锥形体压缩区,如图8-42(a)所示。因此,如若将锚杆沿拱形巷道周边按一定间距径向排列,在预应力作用下,每根锚杆周围形成的锥形体压缩区彼此重叠联接,便在围岩中形成一个厚度为b的均匀的连续压缩带〔图8-42(b)〕。它不仅能保持自身的稳定,而且能承受地压,阻止上部围岩的松动和变形,这就是挤压加固拱。显然,对锚杆施加预张拉力是形成加固拱的前提。锚杆预应力的作用,一方面在锥形体压缩区内产生压应力,增加节理裂隙面或岩块间的摩擦阻力,防止岩块的转动和滑移,亦即增大了岩体的粘结力,提高了破碎岩体的强度;另一方面,锚杆通过锚头和垫板对围岩产生的压应力,改善了围岩的应力状态,使压缩带内的岩石处于三向受力状态,从而使岩体强度得到提高,这就是挤压加固拱的力学特征。

图8-42  锚杆的挤压加固拱
(a)单体锚杆对破裂岩石的控制;(b)锚杆的挤压加固拱
1—锚杆;2—岩体挤压加固拱;3—喷混凝土层;4—岩体破碎区
  上述几种锚杆支护作用并非是孤立存在的,实际上是相互补充的综合作用,只不过在不同地质条件下某种支护作用占主导作用而已。
   三、锚喷支护参数设计
  锚杆支护理论计算法主要是利用悬吊理论、组合梁理论、冒落拱理论、组合拱(压缩拱)理论以及其他各种力学方法,分析巷道围岩的应力与变形,进行锚杆支护设计,给出锚杆支护参数的解析值。这种设计方法的重要性不仅与工程类比法相辅相成,而且为研究锚杆支护机理提供了理论工具。下面分别介绍有代表性的按悬吊理论和按冒落拱理论设计锚杆支护参数的方法。
  1. 按悬吊理论设计锚杆支护参数
  在层状岩层中开挖的巷道,顶板岩层的滑移与分离可能导致顶板的破碎直到冒落;在节理裂隙发育的巷道中,松脱岩块的冒落可能造成对生产的威胁;在软弱岩层中开挖的巷道,围岩破碎带内不稳定岩块在自重作用下也可能发生冒落。如果锚杆加固系统能够提供足够的支护阻力将松脱顶板或危岩悬吊在稳定岩层中,就能保证巷道围岩的稳定。
  (1) 锚杆长度
  锚杆长度通常按下式计算:
                     
  式中,L1为锚杆外露长度,其值主要取决于锚杆类型及锚固方式,一般L1=0.15 m。对于端锚锚杆,L1=垫板厚度+螺母厚度+(0.03~0.05 m),对于全长锚固锚杆,还要加上穹形球体的厚度。L2为锚杆有效长度。L3为锚杆锚固段长度,一般端锚对L3=0.35~0.7 m,由拉拔试验确定;当围岩松软时,L3还应加大。
  对于全长锚固锚杆,锚杆的有效长度则为L2+L3。
  显然,锚杆外露长度(L1)与锚杆锚固段长度(L3)易于确定,关键是如何确定锚杆有效长度(L2)。通常按下述方法确定L2:① 当直接顶需要悬吊而它们的范围易于划定时,L2应大于或等于它们的厚度。② 当巷道围岩存在松动破碎带时,L2应大于或等于巷道围岩松动圈厚度Lp。
  (2)锚杆间排距的确定
  如果采用等距离布置,每根锚杆所负担的岩体重量为其所承受的荷载,可按下式计算:
                                 (8-21)
                                   (8-22)
  式中:Q——单根锚杆负担岩石重量,Kg;
     γ——岩体的容重,Kg/m3;
     a——锚杆的间排距。
  从上述公式中可以看出,锚杆的拉应力、间排距、锚杆直径互为函数的关系,即确定了其中任意两个量后,可求出另一个量。在实际工作中,锚杆直径由于施工的要求,其直径不宜小于14mm(多在16~20mm范围内选择);对于锚杆的间排距,往往是根据锚杆间岩体的完整情况及工程类比法确定,如图8-55所示。图中阴影处岩体的稳定与锚杆长度和直径无关,如果计算所选的间排距超过1.0m时,应适当缩小间排距或者采取加网等措施。
图8-44   锚杆参数确定示意图
1-锚杆; 2-锚杆支护区;3-锚杆非支护区;4—混凝土喷层(3)锚杆直径的验算
  如前所述锚杆直径的不宜小于14mm,根据工程类比法选用后按下式验算:
                                                          (8-23)
  由P=Q得:
                                                        (8-24)
  式中:P——锚杆杆体的承载力;
        Q——锚杆的锚固力,根据现场实测锚固力拉拔试验数据确定。
  2. 组合拱理论法设计锚杆支护参数
  (1)组合拱的厚度
  依据图8-46(b)的几何关系,可用下式计算组合拱的厚度:
                                                          (8-25)
  式中:b——组合拱的厚度;
        l——锚杆的有效长度;
       a——锚杆的间排距
       α——锚杆对破裂岩体压应力的作用角,经试验知α接近450。
  因此,组合拱的厚度可按下式计算:
                                 (8-26)
  由上可见,加长锚杆、减少锚杆间排距可以增大组合拱的厚度,使围岩更加稳定。
  另外值得注意的是:从图8-53模型试验可以看出组合拱的厚度为锚杆的长度,这是组合拱在稳定条件下的现象。
   四、支护技术
  1. 锚喷支护
  (1)锚杆的类型
  几十年来我国采用过的锚杆类型很多,并随着技术的发展不断地改进和研制新型锚杆,其主要类型有以下几种。
  最早使用的是楔缝式金属锚杆,但其提供安装时的抗冲击能力较小。因此,70年代很快就被倒楔式金属锚杆和水泥砂浆锚杆所代替,见图8-45、。但前者由于可靠性(特别在软岩中)较低,后者又不具有初锚力,而且灌浆质量较难保证(特别采用旧钢丝绳时),故到80年代又被快硬膨胀水泥卷(图8-45c)、树脂锚杆(图8-45d)以及管缝式锚杆(图8-45e)所取代。
  涨圈式锚杆、压胀式锚杆也曾在国内试用过,由于各种原因未能推广。木锚杆、竹锚杆,多用在服务年限不长的采区巷道。它们造价低,可就地取材,采煤机易切割,但锚固力小(10~20kN),易腐蚀。这两种材质锚杆的结构形式采用最多的为楔缝式,见图8-46。为了提高竹锚杆的杆体强度,国内研制了竹片压粘锚杆,使其锚固力达到40kN以上,造价较低,不易腐蚀。
  
图8-45  金属和水泥锚杆的结构图
  a—倒楔式锚杆;b—水泥沙浆锚杆;c—树脂锚杆;d—快硬膨胀水泥锚杆;e—管缝式锚杆
   
图8-46  木、竹锚杆结构图
  a—木锚杆; b—竹锚杆
  1—木楔;2—楔缝;3—杆体;4—木垫板;5—金属箍
  (2) 喷砼技术
  喷砼在我国煤矿中的应用已有近30年的历史,喷砼强度等级多采用C15~C20,为了降低回弹和粉尘,正围绕喷砼的外加剂、改进喷砼机械设备及综合防尘进行积极地研究工作,并取得了一定的进展。
  喷砼外加剂。目前国内喷砼所使用的多为425号硅酸盐水泥或矿渣水泥。最常用的外加剂为速凝剂。一般掺量为水泥用量的2.5%~4%,要求砼3~5min初凝、10min终凝。此外根据不同需要还可掺入减水剂、增粘剂、防水剂等。
  喷砼机械。50年代开始研制WG-25型双罐干式喷砼机,于60年代定型生产并大量应用,成为我国锚喷支护第一代喷砼机械。与此同时,也出现了ZHP-2型转子式喷射机、LHP-701型水平螺旋喷射机、SPD-320型风动单罐喷射机等不同类型的设备,但是除转子式喷射机外,其他都因工作的可靠性、使用寿命和粉尘较大等问题而被淘汰。
  ZHP-2型转盘式喷射机(图8-47)在70年代推广应用后,随着自身的完善和操作技术的不断提高已成为我国喷砼机械的换代产品。全机由主机、机架、风动机构、电器系统和传动机构组成。这种喷射机可连续供料、连续喷射,工作稳定可靠,操作方便,体积较小,适于较长距离输送。但缺点是属干式喷射机,粉尘大、回弹率高。早期产品密封胶板极易磨损,搅拌、上料机械未能配套。针对上述缺点进行了改进,80年代制成了HPC-V型潮式喷射机(图8-48),并得到了推广。
   
图8-47  ZHP-2型转盘式喷射机示意图
  1—上壳体;2—下壳体;3—旋转体;4—入料口;5—出料弯头;6—进凤管;7—密闭胶板;
  8—料斗;9—拨料板;10—搅拌器;11—定量板;12—油水分离器;13—电动机;14—减速器
  
图8-48  HPC-V型潮式喷射机外形图
  2. 金属支架支护
   金属支架是一种优良的坑木代用品。金属支架的主要型式如下。
  (1) 梯形金属支架
  梯形金属支架用18~24 kg/m钢轨、16~20号工字钢或矿用工字钢制作,由两腿一梁构成,其常用的梁、腿连接方式亦如图8-50所示。型钢棚腿下焊一块钢板,是防止它陷入巷道底板。有时还可以在棚腿之下加设垫木。
  钢轨不是结构钢,就材料本身受力而言,用它制作支架不够合理,但轻型钢轨容易获得,所以仍在使用。理想的应采用工字钢来制作这种支架。
  这种支架通常用在回采巷道中,在断面较大、地压较严重的其他巷道里也可使用。
  (2) 拱形可缩性金属支架
  拱形可缩性金属支架用矿用特殊型钢制作,它的结构如图8-5`所示。每架棚子由三个基本构件组成--一根曲率R1的弧形顶梁和两根上端部带曲率为R2的柱腿。弧形顶梁的两端插入或搭接在柱腿的弯曲部分上,组成一个三心拱。梁腿搭接长度约为300~400 mm,该处用两个卡箍固定。柱腿下部焊有150 mm×150 mm×10 mm的铁板作为底座。
  

图8-50 梯形金属支架
  支架可缩性可以用卡箍的松紧程度来调节和控制,通常要求卡箍上的螺帽扭紧力矩大约为150 Nm,以保证支架的初撑力。拱梁和柱腿的圆弧段的曲率半径R1和R2值的关系是R2/R1=1.0~1.5(常用的比值是1.25~1.30)。在地压作用下,拱梁曲率半径R1逐渐增大,R2逐渐变小。当巷道地压达到某一限定值后,弧形顶梁即沿着柱腿弯曲部分产生微小的相对滑移,支架下缩,从而缓和了顶岩对支架的压力。这种支架在工作中可不止一次地退缩,可缩性比其他形式支架都大,一般可达30~35 cm。在设计巷道断面选择支架规格时,应考虑留出适当的变形量,以保证巷道的后期使用要求。

图8-51  拱形可缩性金属支架
  拱形可缩性金属支架适用于地压大、地压不稳定和围岩变形量大的巷道,支护断面一般不大于12 m2。支架棚距一般为0.7~1.1 m,棚子之间应用金属拉杆通过螺栓、夹板等互相紧紧拉住,或打入撑柱撑紧,以加强支架沿巷道轴线方向的稳定性。
  3、砼大弧板支护
  砼大弧板支护是专为软岩设计的新型支护,见图8-53。这种支护的特点是采用了超高标号钢筋砼弧板,弧板砼强度等级达C100。其截面含钢率1.3%左右,板厚0.2~0.3m,宽0.32~0.49m,每块重4.8~8t,每圈根据巷道断面大小由4~6块弧板组成圆形支架,每2~3圈相接、成巷lm。支架的每米均布承载能力达500~700kN。
  弧板支护用HP-1型机械手架设。该机可在轨道上行走,最大起重能力≤100kN,适用于直径4~5m的巷道。弧板架设后,为增加其可缩性,板后充填100mm厚的柔性填层。在施工时如遇顶邦难于维护时,可采用锚喷支护与弧板联合支护,即先锚喷支护后再架设弧板。
 

图8-53  砼大弧板支护图
1—平滑可缩夹层;2—软性充填材料;3—吊装孔、注浆预留孔;4—砼高强弧板
  4、锚注支护
  在锚喷支护基础上或在原金属支架、砌碹支护基础上,进行壁后注浆,可以增强支护结构的整体性和承载能力,保证支护结构的稳定性,既具有锚喷支护的柔性与让压作用,又具有金属支架和砌碹等支护方式的刚性支架的作用,组成联合支护体系,共同维持巷道的稳定。
  其注浆加固机理如图8-54所示。

图8-54  注浆加固支护机理图
1—普通金属锚杆,2—注浆锚杆;3—金属网喷层;4—注浆扩散范围
5—锚杆作用形成的锚岩拱;6—喷网层作用形成的组合拱
  围岩注浆后,一方面将松散破碎的围岩胶结成整体,提高了岩体的内聚力、内摩擦角及弹性模量,从而提高了岩体强度,可以实现利用围岩本身作为支护结构的一部分;另一方面,使普通端锚锚杆实现全长锚固,从而提高了锚杆的锚固力和可靠性,且注浆锚杆本身亦为全长锚固锚杆,它们共同将多层组合拱联成一个整体,共同承载,提高了支护结构的整体性和承载能力。
  5、联合支护
  为了适应各种困难的地质条件,特别在软岩工程中,为使支护方式更为合理或因施工工艺的需要,往往同时采用几种支架的联合支护,如锚喷与u型钢支架、锚喷与大弧板或与石材砌碹、U型钢支架与砌碹等联合支护。
  在破碎或顶板自稳时间较短的地层中,由于锚喷支护较为及时,在揭开岩石后立即施以先喷后锚支护,然后在顶板受控制的条件下,再按设计施以u型钢或大弧板等石材支护。也有先施以U型钢支架,然后再立模浇灌砼或喷射砼,构成联合支护。
  联合支护应先施柔形支护,待围岩收敛变形速度每日小于1.0mm后,再施以刚性支护,避免先用刚性支护而由于变形量过大而破坏。由于联合支护的成本较高,设计者应收集各种资料确认后采用。
第五节  岩巷施工机械化作业线配套
  50年代,岩巷施工基本上采用手持式凿岩机打眼、人工装岩、人力推车出矸、木支架临时支护、料石砌碹永久支护,工人体力劳动强度极大,实现打眼、装岩的机械化是当时的主要目标。60年代,推广了气腿式风动凿岩机、铲斗后卸式装岩机,降低了工人体力劳动强度。但是,料石砌碹永久支护难以实现机械化,转载调车及运输方式落后,成为限制提高施工速度的关键因素。70年代,气腿凿岩机的性能日趋完善,耙斗式装岩机得到推广,许多施工单位采用多台气腿式风动凿岩机与耙斗式装岩机或铲斗后卸式装岩机为主的配合方式,取得了良好成绩,创造了一批岩巷施工纪录。
  但是从总体上看,由于转载落后,这些较好成绩的取得只有在断面小、岩石条件好、施工队伍素质高、劳动强度大的情况下才有可能,而且很难持久。
  70年代后期,岩巷施工技术得到了比较全面的发展。钻、装、转、运、支各主要工序均有了性能比较可靠、使用灵活方便的旋工设备,且有的形成了系列,并向着多样化方向发展;新型爆破器材的出现和性能的改善,以及中深孔光面爆破的推广,改变了传统的浅眼多循环作业方式,提高了岩巷施工的安全性;锚喷支护技术的推广应用,极大地降低了支护作业的劳动强度,实现了支护机械化,缩短了支护工序的时间;综合工作队、一次成巷、正规循环作业、多工序平行交叉作业等行之有效的施工组织形式得到进一步完善和发展;辅助工序设备的研制和推广受到重视并取得成效。所有这些,有效地提高了岩巷施工速度和工效,为岩巷施工机械化作业线的组织实施奠定了基础。
   一、以耙斗装岩机为主的机械化作业线
  以耙斗装岩机为主的机械化作业线是目前我国煤矿岩巷掘进中最常用的作业线,使用面遍及全国大、中、小型矿井。由于耙斗式装岩机已形成系列,可根据巷道断面大小选用并配以多台气腿式风动凿岩机、适当的转载调车设施与支护设备、不同的施工工艺和劳动组织形式,可以形成不同能力的掘进机械化作业线,满足施工要求。从70年代起该作业线在施工实践中得到不断发展。

图8-55  耙斗装岩机为主的机械化作业线
   1—风动凿岩机;2—耙斗;3--耙斗式装岩机;4—胶带转载机;5—重车;
   6、10--电机车;7--砼喷射机;8—空车;9—调车场
  为保证作业线的打眼能力,在工作面布置多台气腿式风动凿岩机同时作业。凿岩机台数根据巷道断面大小、分配到工作面的压风能力和施工队伍素质而定,一般每1.5~2.5m。掘进断面布置1台,实行定人、定机、定眼位打眼。
  以耙斗装岩机为主的机械化作业线所以能成为我国煤矿岩巷施工的主要作业形式线,主要原因是:
  (1)组成作业线的主要设备构造简单,性能可靠,井下维修方便,普通工人经过短期培训均能熟练地掌握。
  (2)组成作业线的主要设备造价低,与我国井巷施工队伍的装备购置能力相适应。
  (3)该作业线适用范围较广,对各种地质条件和工程条件的巷道均可采用。
  (4)作业线施工各工序作业平行程度高,循环时间短,劳动组织灵活,施工速度快。
  (5)在新建矿井或生产矿井、改扩建矿井的巷道施工中,当矿车供应不足或提升能力不足时,由于耙斗装岩机前方可贮存1~2个循环的矸石,因此可不影响正常施工。
  耙斗装岩机作业线的主要缺点是打眼机械化水平低,工人体力劳动强度较大,装岩不彻底而留有死角,作业环境较差。但根据我国的国情,在今后较长时间内,以耙斗装岩机为主的机械化作业线仍将是我国煤矿岩巷施工的主要形式。
   二、以侧卸式装岩机为主的机械化作业线
  侧卸式装岩机的卸载条件及侧卸式装岩机与液压钻车的错车条件和液压钻车的最大打眼范围是决定该作业线是否实用的关键。目前我国煤矿常用的侧卸式装岩机为浙江小浦煤矿机械厂生产的ZC系列侧卸式装岩机;常用的液压钻车为宣化风动工具厂生产的CTH-10型和浙江衢州煤矿机械厂生产的LB-12型,以该两种设备为主组成的作业线适用于掘进断面不小于3.5m×3.5m,不大于5.0m×4.0m的巷道。为减少施工设备,便于施工组织,采用该作业线时,要求钻车能够打锚杆眼。这样就限制了钻臂配用推进器的长度。使钻车最大打眼深度受到限制,目前一般为2.2m左右。

图8-56  以侧卸式装岩机为主的设备布置图
1--侧卸式装岩机;2—放炮时装岩机位置;3—液压凿岩台车;4--砼喷射机;5—空车;
6、10--电机车;7—调车场;8—放炮开关;9—放炮时转载机位置;11—重车;12—胶带转载机
  采用该作业线时钻车打眼与侧卸式装岩机装岩不能平行,均为单行作业。在炮眼布置的同时,钻车进入工作面,停放在巷道中央固定,距工作面的距离以钻臂顶尖靠近工作面并能全断面自由移动为宜。
  以侧卸装岩机为主的机械化作业线的打眼、装岩工序设备的生产能力大,耗时短。缩短循环时间的关键在于:保障设备正常运转,坚持正规循环;合理组织平行交叉作业,减少辅助工序的耗时。该作业线在施工中,平行作业的主要内容有:临时轨道铺设、掘砌水沟、维修侧卸式装岩机与钻车打眼平行作业;初喷临时支护、钻车维修与装岩平行作业;安全检查、洒水降尘与侧卸式装岩机清道平行作业;复喷永久支护与掘进平行作业等。此外该作业线施工需要的直接工人数少,要求工人技术素质高和一工多能。
  采用该作业线时,炮眼深度为2m左右,采用直眼掏槽、多段毫秒电雷管全断面一次爆破,循环进尺1.6~1.8m。根据施工队伍对作业线使用的熟练程度及劳动组织管理水平,可采用“三八”、“四六二八”或“四八”等多种作业制式。一般在培训时采用“三八”制,即二班掘进并临时支护,一班复喷永久支护,日进3.2~3.6m,月进80m左右;待工人熟练后,可采用“四八”(或“五八”)制,三班掘进,一班(或二班)支护,并与掘进平行作业,日进4.8~5.4m,月进150m左右;当施工队伍素质提高了,工人对设备能熟练操作、对工序能熟悉衔接、班组长能够合理安排施工、日常维修人员能及时处理设备故障、且岩石条件较好时,采用“四六二八”制,即四班六小时掘进,二班八小时支护与掘进平行作业,日进可达6.4~7.2m,月进可达180m以上。目前该作业线最高记录为徐州矿务局建井工程处创造的月进310m的记录。
  以侧卸式装岩机为主的机械化作业线虽具有机械化水平高、施工速度快、工效高和改善了劳动条件、降低了工人体力劳动强度等优点,但推广应用,目前仍存在以下问题:
  (1)初期投资大。
  (2)要求施工队伍素质高,维修力量强。
  (3)工作面布置1台钻车,一旦出现故障,将严重影响正常生产。
  (4)液压钻车及侧卸式装岩机的可靠性尚待进一步提高。
  (5)液压钻车及侧卸式装岩机均为履带行走,使用范围有一定的局限,特别是对轨道运输的矿井。为此,不少施工单位针对装岩工作量大,侧卸式装岩机效率高的特点仍采用多台气腿式凿岩机打眼,组成气腿式凿岩机与侧卸式装岩机为主的作业线,在一定程度上缓解了上述矛盾。虽然不能全机械化,但使用效果尚好。预计在今后数年内这种作业线将以较快速度得到推广,并和耙斗装岩机作业线共同成为我国煤矿岩巷施工的主要作业线形式。
   三、全断面掘进机机械化作业线
   1.岩石全断面掘进机
  全断面掘进机是实现连续破岩、装岩、转载、临时支护、喷雾防尘等工序的一种联合机组。
  岩石全断面掘进机机械化程度高,可连续作业,工序简单,施工速度快。1967年,美国曾创造了月进2088.9m的世界记录,日进最高达到127.8m。掘进机施工的巷道质量高,支护简单,工作安全,效率高,作业条件好。但构造复杂,成本高,对掘进巷道的岩石性质和长度均有一定要求。
  岩巷掘进机一般由移动部分和固定支撑推进两大部分组成,见图8-57。其中主要有破岩装置、行走推进装置、岩碴装运装置、驱动装置、动力供给装置、方向控制装置、除尘装置和锚杆安装装置。
  煤炭科学研究总院上海分院于60年代开始研制岩巷全断面掘进机,70年代曾在萍乡矿区试用,后经长期试验研究,于80年代先后研制成功适用于煤矿双轨岩巷、直径3.2m和直径5m的全断面岩巷掘进机。

图8-57  岩巷全断面掘进机基本结构图
1—工作头;2—输送机;3—操纵室;4—后撑靴;5—水平支撑板;6—上、下大梁
7—推进油缸;8—前撑靴;9—水平支撑油缸;10—机架
  直径5m全断面掘进机,包括主机和后配套系统见图8-58。主机由刀盘工作机构、传动导向机构、推进操纵机构、大梁、主带式输送机及司机房等部件组成。主机上配备了环形支架安装机、锚杆钻机。该掘进机工作系统中,配备了激光导向、坡度指示及浮动支撑调向机构,可以不停机调向,控制掘进方向。有内喷雾及水膜除尘设施,有通风、消音装置,有瓦斯自动检测报警断电仪等。后配套系统主要由斜带式输送机、转载机和喷雾泵站组成。

图8-58  直径5m全断面掘进机系统示意图
1—刀盘;2—机头架;3—水平支撑板;4—锚杆钻机;5—司机房;6—斜带式输送机
7—转载机;8—龙门架车;9—激光指向仪;10—环行支架机;11—矿车;12—电机车
  2.岩石全断面掘进机作业线
  岩石全断面掘进机作业线主要由掘进机、胶带转载机、矿车、电机车组成。我国5m直径岩石全断面掘进机破碎的岩石,经主带式输送机、斜带式输送机、胶带转载机,装入1.Ot矿车由电机车拉出硐外卸载,于1986年在山西古交矿区设计年产400万t的东曲矿东平硐进行试验。
  该机推进一个行程(1m)的时间为25~40min,纯掘进速度为1.5~2.4m/h。破碎下的岩石33m3,可装1t矿车30个。由于胶带转载机长44m,其下面一次可容纳22辆矿车,加之巷道内铺设双轨,配备多台电机车和足够数量的矿车,不仅能够实现连续不断地排矸,而且运输能力大于破岩能力,能充分发挥掘进机的效率。
  该机在主机上配备锚杆钻机,在掘进的同时,可钻锚杆眼与安装锚杆,实现临时支护,在距工作面20m的地方进行喷射砼作业。当采用金属拱形支架时,该机上配备的环形支架安装机,也可以在掘进破岩的同时安装支架。上述支护形式,均可与掘进破岩平行作业,两种支护所用时间均小于掘进破岩时间,故均不占用循环时间,能充分发挥该机的效率,实现快速掘进。如采用砼永久支护时,掘进一段距离后,需停机浇注砼,将影响掘进机效率的发挥。采用KBC型采尘仪在内喷雾良好、除尘器正常工作、28kw局部通风机的风量为220m3/min的情况下,分别测定工作平台、司机房、输送机尾部的粉尘含量为3.25~10.5mg/m3,机房噪声为85~87dB。
  该机掘进巷道质量好,对围岩扰动小,巷道成型好,超挖量少,围岩稳定,支护费用低。掘进1448m,优良率占50.8%。施工效率高,每2年综合工效折合标准成巷为20.53m,比煤炭工业部规定的等级队工效15m的标准高37%。现场统计资料表明,不计机器的折旧费时,掘进机掘进的每米巷道造价与用钻爆法的每米造价相当。当掘进机的掘进速度比钻爆法快1倍时,工程成本持平。只有掘进机的掘进速度超过钻爆法的2倍时,每米造价才低于钻爆法。5m掘进机在正常情况下的利用率只有17.2 %(国外为40%以上),说明其潜力尚大。
  岩巷全断面掘进机可使井巷工程实现综合机械化,故世界各国均十分重视。目前,全世界共生产200多台,分别在20多个国家的隧道、矿山等各类工程中使用。原西德有8台全断面岩巷掘进机用于煤矿巷道掘进,平均掘进速度可达10~20m/日,最佳达36m/日,最高月进达600m/月,平均月进一般为300~400m。每年有10~20km的岩巷用全断面掘进机掘进。但该类掘进机目前也存在一些问题,其中主要是掘进机庞大笨重,折装时间长,转移运输不便,辅助作业时间长,机器作业率低,动力消耗大,刀具寿命短,其费用占总费用的85%,掘进成本高。而且,要求所掘巷道的曲率半径大,不能适应我国煤矿巷道要求,特别是岩性变化大,遇到涌水、断层破碎带等地质条件时适应性差,掘进速度明显下降,甚至无法工作。因此,岩巷全断面掘进机的发展受到限制。国内外学者大量研究表明,在目前现有掘进机的水平下,要想与钴爆法进行竞争,至少要具备下列二个条件:其一要求巷道长度在3000m以上;其二要求掘进速度日进15~18m,平均月进450m以上。
第六节  通风防尘及降温
   一、通风方式
  巷道掘进中,都采用局部扇风机通风。通风方式可分为压入式、抽出式、混合式三种,其中以混合式通风效果最佳。
  1. 压入式通风
  如图8-59所示,局部扇风机把新鲜空气经风筒压入工作面,污浊空气沿巷道流出。在通风过程中炮烟逐渐随风流排出,当巷道出口处的炮烟浓度下降到允许浓度时(此时巷道内的炮烟浓度都已降到允许浓度以下),即认为排烟过程结束。
  
图8-59  压入式通风                    图8-60   抽出式通风
  为了保证通风效果,局部扇风机必须安设在有新鲜风流流过的巷道内,并距掘进巷道口不得小于10m,以免产生循环风流。为了尽快而有效地排除工作面的炮烟,风筒口距工作面的距离一般以不大于10m为宜。
  这种通风方式可采用胶质或塑料等柔性风筒。压入式通风的优点是:有效射程大,冲淡和排出炮烟的作用比较强;工作面回风不通过扇风机,在有瓦斯涌出的工作面采用这种通凤方式比较安全;工作面回风沿巷道流出,沿途也就一并把巷道内的粉尘等有害气体带走。缺点是:长距离巷道掘进排出炮烟需要的风量大,所排出的炮烟在巷道中随风流而扩散,蔓延范围大,时间又长,工人进入工作面往往要穿过这些蔓延的污浊气流。
  2.抽出式通风
  如图8-60所示,局部扇风机把工作面的污浊空气经风筒抽出,新鲜风流沿巷道流入。风筒的排风口必须设在主要巷道风流方向的下方,距掘进巷道口也不得小于10 m。
  在通风过程中,炮烟逐渐经风筒排出,当炮烟抛掷区内的炮烟浓度下降到允许浓度时,即认为排烟过程结束。
  抽出式通风回风流经过扇风机,如果因叶轮与外壳碰撞或其他原因产生火花,有引起煤尘、瓦斯爆炸的危险,因此在有瓦斯涌出的工作面不宜采用。抽出式通风的有效吸程很短,只有当风筒口离工作面很近时才能获得满意的效果,故目前在平巷掘进中很少采用,在深竖井掘进中则用得较多。抽出式通风的优点是:在有效吸程内排尘的效果好;排除炮烟所需的风量较小;回风流不污染巷道。抽出式通风只能用刚性风筒或有刚性骨架的柔性风筒。
  3.混合式通风
  这种通风方式是压入式和抽出式的联合运用。掘进巷道时,单独使用压入式或抽出式通风都有一定的缺点。为了达到快速通风的目的,可利用一辅助局部风扇做压入式通风,使新鲜风流压入工作面冲洗工作面的有害气体和粉尘。为使冲洗后的污风不在巷道中蔓延而经风筒排出,可用另一台主要局部风扇进行抽出式通风,这样便构成了混合式通风。
  局扇和风筒的布置如图8-61。局部风扇1的吸风口与抽出风筒抽入口的距离应不小于15 m,以防止造成循环风流。吸出风筒口到工作面的距离要等于炮烟抛掷长度,压入新鲜空气的风筒口到工作面的距离要小于或等于压入风流的有效作用长度,才能取得预期的通风效果。

图8-61 混合式通风示意图
   二、通风设备
  常用的通风设备有局部通风机、风筒及作为辅助通风用的引射器。
  1.局部通风机
  局部通风机是掘进通风的主要设备,要求其体积小,效率高,噪音低,风量、风压可调,坚固,防爆。JBT(BKJ)系列轴流式局部通风机的技术特征见表8-22。我国生产的较新型的BKJ66—1子午加速型系列局部通风机效率更高,噪声较低。该系列有多种规格,其中BKJ66―1型No.4.5局部通风机性能数据,见表8-23。
 表8-22                 JBT系列通风机的型号及主要技术特征表
  型号
指标 JBT-41 JBT-42 JBT-51 JBT-52 JBT-61 JBT-62
外径,mm 400 400 500.8 500.8 600 600
转速,r/min 2900 2900 2900 2900 2900 2900
全风压,Pa 147.2~735.6 294.3~1471.5 245.3~1177.2 490.5~2354.4 343.4~1569.6 686.7~3139.2
风量,m3/min 75~112 75~112 145~225 145~225 250~390 250~390
电机功率,kW 2 4 5.5 11 14 28
级数 1 2 1 2 1 2
重量,kg 120 150 175 235 315 410
 表8-23                BKJ66-1型No.4.5局部通风机的性能特征表
转速,r/min 性能点 全风压,Pa 风量,m3/s 全压效率,% 电动机功率,kW
2950 1 1901 3 84 8
 2 1784 3.75 92 
 3 1666 4 91 
 4 1323 4.5 82 
 5 931 5 70 
1475 1 470 1.5 84 11
 2 441 1.87 92 
 3 412 2 91 
 4 323 2.25 82 
 5 235 2.5 70 
  2. 风筒
  风筒分刚性和柔性两大类。常用的刚性风筒有铁风筒、玻璃钢风筒等,坚固耐用,适用于各种通风方式,但笨重,接头多,体积大,储存、搬运、安装都不方便。常用的柔性风筒为胶布风筒、软塑料风筒等。柔性风筒在巷道掘进中广泛使用,具有轻便、易安装、阻燃、安全性能可靠等优点,但易于划破,只能用于压入式通风。常用风筒规格见表8-24。近年来又研制出一种带有刚性骨架的可缩性风筒,即在柔性风筒内每隔一定距离,加上了圆形钢丝圈或螺旋形钢丝圈,既可用于抽出式通风,又具有可收缩的特点。
  表8-24                   风筒规格表
风筒名称 直径,mm 每节长度,m 厚度,mm 重量,kg/m
铁风筒 400 2.0、2.5 2.0 23.4
 500 2.5、3.0 2.0 28.3
 600 2.5、3.0 2.0 34.8
 700 2.5、3.0 2.5 46.1
 800~1000 3.0 2.5 54.5~68.0
胶布风筒 300 10 1.2 1.3
 400 10 1.2 1.6
 500 10 1.2 1.9
 600 10 1.2 2.3
塑料风筒 300 50 0.3 
 400 50 0.4 1.28
玻璃钢风筒 700 3.0 2.2 12
 800 3.0 2.5 14
  
  3.引射器
  引射器有水力引射器和压气引射器两种。水力引射器无电气部件,能降温、除尘、消烟,适用于瓦斯大、供风量不大的煤巷掘进,但效率较低,能力有限,只有在特定条件下考虑采用。抚顺矿区在使用多个水力引射器串联的情况下,最大供风距离可达700 m,工作面有效风量达70 m3/min。压气引射器是利用压缩空气为动力的一种通风设备,特别适用于高瓦斯区、小断面巷道掘进通风。
  4.掘进通风设施的选择
  选择风筒直径的主要依据是送风量与通风距离。送风量大,通风距离长,风筒直径要选得大些。另外,还要考虑巷道断面大小,以免风筒无法布置或易被矿车划破。除了要求技术上可行之外,还要在经济上合理。
  根据现场经验,通风距离在200m以内可选用直径为400mm的风筒,通风距离200~600 m可选用直径为500mm的风筒,通风距离500~1000m可选用直径为600~800mm的风筒,通风距离1000m以上可选用直径为800~1000mm的风筒。
   三、防尘及降温
  1. 防尘
  掘进岩石巷道时,在钻眼、爆破、装岩、运输等工作中,不可避免地要产生大量的岩石粉尘。根据测定,这些粉尘中含有游离SiO2达30%~70%,其中大量的颗粒粒径小于5μm。这些粉尘极易在空气中浮游,被人吸入体内,时间久了就易患矽肺病,严重地影响工人的身体健康。我国煤矿在掘进工作面的综合防尘方面有丰富的经验:
  (1) 湿式钻眼是综合防尘最主要的技术措施,严禁在没有防尘措施的情况下进行干法生产和干式凿岩。湿式钻眼使岩粉变成浆液从炮眼流出,能显著降低巷道中的粉尘浓度。
  (2) 喷雾、洒水,对防尘和降尘都有良好的作用。在爆破前用水冲洗岩帮,爆破后立即进行喷雾,装岩前要向岩堆上洒水,都能减少粉尘扬起。
  (3) 加强通风排尘。通风除不断向工作面供给新鲜空气外,还可将含尘空气排出,降低工作面的含尘量。首先应在掘进巷道周围建立通风系统,以形成主风流。其次应在各作业点搞好局部通风工作,以便迅速把工作面的粉尘稀释并排到主回风流中去。
  (4) 加强个人防护工作。工人在工作面作业一定要戴防尘口罩。近年来,我国有关部门研制成了多种防尘口罩,对于保护粉尘区工作的工人的身体健康,起了积极作用。对工人还要定期进行身体健康检查,发现病情及时治疗。
  2. 降温
  人在高温、高湿作用下,劳动生产率将显著降低,正常的生理功能会发生变化,身心健康受到损害。我国《煤矿安全规程》规定:当采掘工作面的空气温度超过30℃、机电硐室的空气温度超过34℃时,必须采取降温措施。
  我国煤矿采深以每年约10m速度下延,1990年统配矿的平均采深已达510m,近千米的矿井相继出现。如新汶孙村、开滦赵各庄、浙江长广七矿、本溪彩屯矿、北票台吉、冠山矿等。由于地热、压缩热、氧化热、机械热的增值,越来越多的矿井出现了湿热环境,采掘工作面风温高于30℃、岩温高达35~45℃的矿井已有几十对。
  矿井降温基本可分两大类,一类为无空气冷却装置降温,包括选择合理的开拓方式和确定合理的采煤方法,改善通风方式和加强通风,减少各种热源的放热量等措施;另一类为人工制冷降温。只有当采用加强通风、改进通风以及疏干热水尚不足以消除井下热害,或增加风量对降温的作用不大,或不经济的情况下,才采用人工制冷降温。
        
图8-62  地面空气冷却系统图                图8-63  井下冷却装置系统图
1—制冷压缩机;2—冷凝器;3—蒸发器;4—减压阀;5—空冷器;6—水泵;7—冷却塔
  高温矿井的降温设计,除采用改善通风系统,加强通风,人工制冷等方法以外,隔热技术的运用也是矿井降温措施中不可缺少的重要手段。淮南九龙岗矿采用JKT-20型移动式空调器对采煤工作面降温所作的试验表明:向工作面输送冷风的风筒,隔热后每米风筒冷损为隔热前的1/25.4。
第七节  测量工作
  测量是矿井建设的重要技术工作。进入80年代,由于先进测量仪器和工具的推广应用,促进了测量工作向现代化方向的发展。现代化的测量仪器,在矿井建设时期,尤其在巷道长距离贯通工程的快速施工中,发挥了重大作用。
   一、激光指向仪
  激光指向仪应用于建井测量只有20多年的历史。矿用激光指向仪,其结构见图8-64。

图8-64  矿用激光指向仪
  1. 平巷激光指向仪的安装及其中、腰线的标定
  (1) 巷道激光指向仪的安装方式
  根据巷道断面的形状和大小的不同,安装的方式有4种,见图8-65。其中采用图8-65b方式的较多。

图8-65  平巷激光指向仪的安装位置图
  (2) 安装前的准备工作
  1)应根据平(斜)巷激光指向仪座板的大小,选择1块厚4~8mm、长和宽各大于座板100~200mm的铁板,作为安装激光仪的托板,托板四角钻孔,用螺拴与固定在巷道顶板上的四根锚杆连接,与座板螺旋孔位置对应,在托板中间钻4个长孔,使座板连接螺旋可在托板长孔内左右移动;可根据托板四角连接孔的间距,在巷道顶板沿中线两侧钻的锚杆孔要严格掌握间距,以免安装时产生困难。
  2)固定在巷道顶板上的四根锚杆,直径一般为20mm左右,埋入深度不少于500mm,露出长度宜使测量人员安装、调节方便,且不妨碍运输和行人为原则。露出的一端需要的长度,不应少于lOOmm的套丝,以便于托板安装和调节。
  3)安装的地点,要求巷道顶板岩石无破碎、支护牢固、附近顶板上(最好1m之内)有中线点,巷道两帮有腰线点。
  (3) 根据巷道中线和腰线安装激光指向仪
  1)待准备工作完成和锚杆凝固后,即可根据巷道的中线和腰线进行安装,首先将托板安装在锚杆上;托板平面在平巷时,应大致水平,斜巷时,托板平面的倾角应与斜巷设计倾角相同;然后将激光指向仪放在托板上,并将连接螺旋放入孔内,接通激光电源,打开激光指向仪开关。
  2)在巷道顶板A、B两中线点上挂垂球,见图8-66,左右移动激光指向仪座板,使光束大致对准A;B两垂线,紧固激光指向仪座板连接螺旋,调节望远镜微动螺旋,左、右移动光束,精确对准A、B两垂线。
  3)如为平巷,可用水准仪精确测定激光指向仪物镜中心至水平视线的高差,及水平视线至腰线的高差,并在B点垂线上标记水平视线高。丈量A-B距离S,按巷道设计坡度(±i)计算高度。

      在B点垂线上,量取并作标记,调节激光指向仪的望远镜微动螺旋,上、下移动光束,精确对准点,此时激光光束方向和巷道中线一致,光束坡度和腰线平行。

图8-66  用中线和腰线安装激光指向仪示意图
  4)如为斜巷(上山或下山)(图8-67),应在A点安置经纬仪,量取激光仪物镜中心至经纬仪竖盘中心垂距。经纬仪垂直巷道中线方向,置望远镜水平,观测并量取左右帮腰线垂距。将经纬仪竖盘置于巷道设计倾角,观测B点垂线并标记视线点,量取=。并标记点。调节激光指向仪望远镜微动螺旋,上、下(或左、右)移动光束,精确对准点,此时激光光束方向和巷道中线一致,光束坡度和腰线平行。

图8-67  在斜巷用中线和腰线安装激光指向仪示意图
  5)平巷用水准仪的不同仪器高标定两次;斜巷用经纬仪的正、倒镜标定两次,取其平均值作为最终标定结果。
  6)激光仪安装调整完毕后,量取A、B两点至光束中心距离、和B点光束至腰线垂距,并书面向施工单位交待清楚。
  根据《煤矿测量规程》的规定,巷道掘进过程中每次标定中、腰线点之后,都应对激光光束作适当调整,并书面向施工单位交待清楚。
第八节  施工组织与管理
   一、一次成巷及其作业方式
  巷道施工有两种方法,一是一次成巷,二是分次成巷。
  一次成巷是把巷道施工中的掘进、永久支护、水沟掘砌三个分部工程视为一个整体,在一定距离内,按设计及质量标准要求,互相配合,前后连贯地、最大限度地同时施工,一次做成巷道,不留收尾工程。分次成巷是把巷道的掘进和永久支护两个分部工程分两次完成, 先把整条巷道掘出来,暂以临时支架维护,以后再拆除临时支架进行永久支护和水沟掘砌。实践证明,一次成巷具有作业安全,施工速度快,施工质量好,节约材料,降低工程成本和施工计划管理可靠等优点。因此,《矿山井巷工程施工及验收规范》中明确规定,巷道的施工,应一次成巷。分次成巷的缺点是成巷速度慢,材料消耗量大,工程成本高。因此,除了工程上的特殊需要外,一般不采取分次成巷施工法。但在实际施工中,急需贯通的通风巷道,可以采用分次成巷的方法,先以小断面而贯通,解决通风问题,过一段时间以后再刷大,并进行永久支护。在施工长距离贯通巷道时,为了防止测量误差造成巷道贯通上的偏差,在贯通点附近,可以先以小断面贯通,纠正偏差后再进行永久支护。在巷道贯通点,必须采用分次成巷施工法。
   (一) 掘进与永久支护作业
  根据掘进和永久支护两大工序在空间和时间上的相互关系,一次成巷施工法又可分为掘支平行作业、掘支顺序作业(亦称单行作业)和掘支交替作业。
  1. 掘进与永久支护平行作业
  掘进与永久支护平行作业,是指永久支护在掘进工作面之后一定距离处与掘进同时进行。《矿山井巷工程施工及验收规范》中规定,掘进工作面与永久支护间的距离不应大于40 m。这种作业方式的难易程度,取决于永久支护的类型。如永久支护采用金属拱形支架,工艺过程则很简单,永久支护随掘进工作而架设,在爆破之后对支架进行整理和加固。这时的掘进和支护只有时间上的先后,而无距离上的差别。
  当永久支护为单一喷射混凝土支护时,喷射工作可紧跟掘进工作面进行。先喷一层30~50 mm厚的混凝土,作为临时支护控制围岩。随着掘进工作面的推进,在距工作面20~40 m处再进行二次补喷,该工作与工作面的掘进同时进行,补喷至设计厚度为止。
  如永久支护采用锚杆喷射混凝土联合支护,则锚杆可紧跟掘进工作面安设,喷射混凝土工作可在距工作面一定距离处进行。如顶板围岩不太稳定,可以爆破后立即喷射一层30~50 mm厚的混凝土封顶护帮,然后再打锚杆,最后喷射混凝土和工作面掘进平行作业,直至喷射厚度达设计要求。
  这种作业方式由于永久支护不单独占用时间,因而可提高成巷速度约30%左右。但这种作业方式同时投入的人力、物力较多,组织工作比较复杂,一般适用于围岩比较稳定及掘进断面大于8 m2的巷道,以免掘砌工作相互干扰,影响成巷速度。
  上述的三种作业方式中,以掘、支平行作业的施工速度最快,但由于工序间的干扰多,因而效率低,费用高。它适用于围岩稳定,断面大于8.0m2,要求快速施工的工程。掘、支顺序作业和掘、支交替作业,其施工速度比平行作业低,但其人工效率高,掘、支工序互不干扰。对于围岩稳定性较差、管理水平不高的施工队伍,宜采用掘、支顺序作业及条件允许时亦可采用掘、支交替作业。
  2. 掘进与永久支护顺序作业
  掘进与永久支护顺序作业,是指掘进与支护两大工序在时间上按先后顺序施工,即先将巷道掘进一段距离,然后停止掘进,边拆除临时支架,边进行永久支护工作。当围岩稳定时,掘、支间距为20~40 m。当采用锚喷永久支护时,通常有两种方式,即两掘一锚喷和三掘一锚喷。两掘一锚喷,是指采用“三八”工作制,两班掘进,一班锚喷。三掘一锚喷,是指采用“四六”工作制,三班掘进,一班锚喷。采取这种作业方式时,永久支护至掘进工作面之间应设临时支护。即先打一部分护顶护帮锚杆,以保证掘进的安全;锚喷班则按设计要求补齐锚杆并喷到设计厚度。这种作业方式的特点是掘进和支护轮流进行,由一个施工队来完成,因此要求工人既会掘进,又会砌碹或锚喷。该作业方式主要工作单一,需要的劳动力少,施工组织比较简单。与平行作业相比成巷速度较慢,适用于掘进断面较小、巷道围岩不太稳定的情况。
  3. 掘进与永久支护交替作业
  掘进与支护交替作业,是指在两条或两条以上距离较近巷道中,由一个施工队分别交替进行掘进和永久支护工作。即将一个掘进队分成掘进和永久支护两个专业小组,当甲工作面掘进时,乙工作面进行支护,甲工作面转为支护时,乙工作面同时转为掘进,掘进和永久支护轮流交替进行。这种方式实质上是对甲乙两个工作面各为掘支单行作业,而人员交替轮流。交替作业方式有利于提高工人的操作能力和技术水平,避免了掘进与永久支护工作的影响,但必须经常平衡各工作面的工作量,以免因工作量的不均衡而造成窝工。
   二、施工组织
  实现岩巷的快速施工,非常成熟的经验是坚持正规循环作业和多工序平行交叉作业。
   (一) 坚持正规循环作业
  在巷道施工中,各主要工序和辅助工序都是按一定的顺序周而复始进行的,故称为循环作业。为组织循环作业,应将循环中各工序的工作持续时间、先后顺序和相互衔接关系,周密地以图表的形式固定下来,使全体施工人员心中有数,一环扣一环地进行操作,该图表则称为循环图表。在岩巷施工中,正规循环作业是指在掘进、支护工作面上,按照作业规程、爆破图表和循环图表的规定,在一定的时间内,以一定的人力、物力和技术装备,完成规定的全部工序和工作量,取得预期的进度,并保证生产有节奏地周而复始地进行。
   (二) 尽量采用多工序平行交叉作业
  所谓多工序平行交叉作业,是指在同一工作面,在同一循环时间内,凡能同时施工的工序,尽量安排使其同时进行;不能全部平行施工的工序,也可以使其部分平行,即交叉作业。多工序平行交叉作业是实现正规循环作业的基本保证措施。
  在掘进中,钻眼和装岩这两个工序的工作量大,占用时间长,因此,如果采用气腿式凿岩机钻眼,在工序安排上应使钻眼与装岩两工序最大限度地平行作业。具体办法是,爆破后在岩堆上钻上部炮眼和锚杆眼,与装岩平行作业;装岩工作结束后,工作面钻下部炮眼可与铺设临时轨道、检修装岩机平行作业。此外,交接班可与工作面安全检查平行作业;检查中线、腰线与钻眼准备和接长风水管路多工序平行作业;装药与机具撤离工作面及掩护平行作业;架设临时支架与装岩准备工作平行作业;等等。
  在目前我国巷道施工机械化水平和设备生产率不高的情况下,实现多工序平行作业对提高掘进速度和工效是十分必要的。但是,将来随着大型高效掘进设备的应用,顺序作业必将被扩大应用。例如采用凿岩台车和高效凿岩机,再加上高效率装运设备后,由于设备体积大,受巷道空间的限制,钻眼与装岩就不可能平行作业。再者,由于高效设备的应用,钻眼和装岩的时间将大幅度减少,平行作业的意义也不大了。采用顺序作业,工作单一,工作条件好,便于应用高效率的掘进设备,提高掘进机械化水平,从而提高工效,减轻工人劳动强度。因此,掘、支顺序作业必然是今后岩巷施工的发展方向,是较先进的作业方式。
   (三) 编制循环图表
  循环图表是施工组织设计(施工措施)的一部分。为确保正规循环作业的实现,必须编制切实可行的循环图表。
  1. 确定日工作制度
  过去我国煤矿都采用“三八”工作制(即每天分为3个工作班,每班工作8小时),建井单位多采用“四六”工作制(地面辅助工为“三八”制),在20世纪的70年代,有的矿井也采用过“四八”交叉作业制。这些工作制都是按工作时间进行分班的。最近十几年来,有的矿井根据巷道施工特点和分配制度的改革,实行了按工作量分班的“滚班制”,即每个班的工作量是固定的,其工作时间是可变的。何时完成额定工作量则何时交班,不再是按点交接班。班组的考核不再是以工作时间为指标,而是以实际完成的工作量为指标,并直接与职工的工资和奖金挂钩。“滚班制”改变了过去工作制中的分配不公现象,调动了职工的积极性,但也给管理工作带来了一定的难度。它要求正在施工的班组在完成工作量之前一小时就要电话通知工区值班室,值班员再通知下一班职工做好接班准备。目前大多数矿井仍采用“三八”制或“四六”制的日工作制度。
  2. 确立作业方式
  在工作制确定以后,要根据巷道设计断面和地质条件、施工任务、施工设备、施工技术水平和管理水平,进行作业方式的比选,确定巷道施工的作业方式。
  3. 确定循环方式和循环进度
  巷道掘进循环方式可根据具体条件选用单循环(每班一个循环)或多循环(每班完成两个以上的循环)。每个班完成的循环数应为整数,即一个循环不要跨班(日)完成,否则不便于工序间的衔接,施工管理比较困难,也不利于实现正规循环作业。当求得小班的循环数为非整数时应调整为整数。调整方法应以尽量提高工效和缩短辅助时间为原则。对于断面大、地质条件差的巷道,也可以实行一日一个循环。20世纪70年代,应用浅眼(1.0~1.2 m)多循环的方式曾取得过岩石平巷施工的好成绩。由于岩巷施工中大型设备日渐增多,单循环的方式应用得更为普遍。当采用超深孔光爆时,亦可能为多个小班一个循环。
  在巷道施工中,每个循环使巷道向前推进的距离称为循环进度,又称循环进尺。循环进尺主要取决于炮眼深度和爆破效率。在目前我国大多数煤矿仍用气腿式凿岩机的情况下,炮眼深度一般为1.5~2.0 m较为合理。当采用凿岩台车配以高效凿岩机时,采用2.0~3.5 m的中深孔爆破,对提高掘进速度更为有利。
  4. 计算循环时间
  确定了炮眼深度,也就知道了各主要工序的工作量,然后可根据设备情况、工作定额(或实测数据)计算各工序所需要的作业时间。在所需的全部作业时间中,扣除能够与其他工序平行作业的时间,便是一个循环所需要的时间T,即:
                   (8-26)
  式中,T1——安全检查及准备工作时间,亦即交接班时间,一般约为20 min。
     T2——装岩时间,min。
     t1、t2——钻上部、下部眼时间,min。
φ——钻眼工作单行作业系数。钻眼、装岩平行作业时,φ值一般为0.3~0.6;钻眼装岩顺序作业时,φ值等于1。
     T3——装药联线时间,min。
     T4——放炮通风时间,一般为15~20 min。
  装药线时间T3,与炮眼数目和同时参加装药联线的工人组数有关:

  式中,N——工作面炮眼总数,个;
     T——一个炮眼装药所需时间,min/个;
     A——在工作面同时装药的工人组数。
  钻眼时间:       
  式中,L——炮眼平均深度,m;
     M——同时工作的凿岩机(或钻机)台数;
     V——凿岩机的实际平均钻速,m/min。
  装岩时间:                                                       (8-64)
  式中,S——巷道掘进断面积,m3;
     Η——炮眼利用率,一般为0.8~0.9;
     P——装岩机实际生产率(实体岩石),m3/h;
     N——同时工作的装岩机台数。
  将以上各式代入(8-26)式得:
                         (8-55)
  在实际工作中,为了防止难以预见的工序延长,应考虑留有10%的备用时间,故循环时间:
                       (8-56)
  5. 循环图表的编制
  根据以上的计算及初步确定的数据,即可编制循环图表。图表名称为:××矿××巷道掘、支(砌、喷)平行(或顺序)作业循环图表。表上有工序名称一栏,施工的各工序按顺序关系自上而下排列;第二栏自上而下为与各工序对应的工程量;第三栏为自上而下与工序对应的各工序的所需时间;第四栏为用横道线表示的各工序的时间延续和工序间的相互关系。编制好的循环图表,需在实践中进一步检验修改,使之不断改进、完善,真正起到指导施工的作用。
   三、掘进队的组织与管理
   (一) 掘进队的组织形式
  我国常用的有综合掘进队和专业掘进队两种组织形式。综合掘进队是将巷道施工中的主要工种(掘进、支护)以及辅助工种(机电维修、运输、通风、管路等)组织在一个掘进队内。其特点是指挥统一,各工种密切配合协作,有利于培养工人一专多能。在施工中能根据不同工序的需要,灵活调配劳力,使工时得到充分利用,提高工作效率。这种组织形式有利于保证正规循环和多工序平行交叉作业的实现,是提高岩巷施工速度的有效组织形式。专业掘进队只有主要工序的工种(掘进、支护),辅助工另设工作队,并服务于若干个专业掘进队。专业掘进队任务单一,管理比较简单,但辅助工种的配合不如综合队及时。专业掘进队受辅助工影响较大,工时利用率低,现较少采用。
   (二) 掘进队的基本管理制度
  在一次成巷施工中,多工序平行交叉作业,工序交叉频繁。为使各工种忙而不乱,工作紧张而有序,除了有先进的技术装备和合理的劳动组织外,还要加强施工管理工作。为充分发挥掘进队的设备、技术优势,加快施工进度,必须健全和坚持以岗位责任制为中心的各项管理制度。
  1. 工程岗位责任制
  工种岗位责任制的特点是:任务到组、固定岗位、责任到人。具体做法是,按照工作性质,将每个小班的人员划分成若干作业组(如钻眼爆破组、装岩运输组、支护组等),每个小组或个人按照循环图表规定的时间,使用固定的工具或设备,在各自的岗位上保质保量地完成任务。岗位责任制要求形成人员固定、岗位固定、任务固定、设备固定、完成时间固定的制度,做到人人有专职,事事有人管,办事有标准,工作有检查。
  2. 技术交底制
  施工队施工的工程,都要有施工组织设计(或作业规程、施工技术安全措施),并在开工前由工程技术人员向掘进队全体施工人员进行技术交底,使每个职工对自己所施工的巷道的性质、巷道用途、规格质量要求、施工方案、施工设备、安全措施等有比较全面的了解。技术交底后职工应在签到簿上签名,没经技术交底的职工不允许上岗。在工作面处挂有施工大样图、施工平面图、爆破图表和循环图表,以便随时查看,用以指导施工。
  3. 施工原始资料积累制
  施工原始资料积累制要求,对施工的工程质量,班组要有自检、互检,掘进队要有旬检,工程处要有月检的质量检查原始记录;班组要有工人出勤、主要材料消耗、班组进度、工程量、正规循环作业完成情况等原始记录资料;对隐蔽工程应作好原始记录(包括隐蔽工程图);对砂浆、混凝土应做取样试验,并有试压证明书;锚杆应有锚固力检验记录;等等。为竣工验收,还应提供巷道的实测平面图,纵、横断面图,井上下对照图;井下导线点、水准点图及有关测量记录成果表;地质素描图、岩层柱状图等。这些资料要注意在施工过程中收集和积累,它们是施工的重要成果和评定工程质量的重要依据。
  4. 工作面交接班制
  工作面交接班制要求每班的负责人、各工种以及每个岗位上的职工,都要在现场对口交接,并做到交任务、交措施、交设备、交安全,使工作面及时连续作业,充分利用工时。
  5. 安全生产制
  为确保安全生产,要根据作业特点,制定灾害预防计划、安全技术措施,并严格贯彻执行;要定期开展安全活动,经常进行安全生产教育;要建立和健全群众的安全组织和正常的安全检查制度;要按规定配齐安全生产工具和职工的劳动保护用品;要搞好工业卫生,改善劳动条件,做好综合防尘。
  6. 质量负责制
  贯彻质量负责制就是要把质量标准、施工规范、设计要求落实到班、组、个人,并严格执行;实行工程挂牌制(班、组、个人留名),队长、技术员要全面负责本队的工程质量;要建立自检、互检等质量检查制度;要严格按照质量标准进行验收,评定等级,不合格的工程要返修;对质量不负责任的人要追究责任,对一贯重视质量,工程优秀的要表扬、奖励。
  此外还有考勤制、设备维修包机制、岗位练兵制和班组经济核算制等。
第九节  实例
   一、工程概况
  开滦钱家营矿-600m水平轨道运输大巷,断面形状为直墙半圆拱形,采用锚喷支护。该大巷位于12煤层以下25m处的底板岩层中,岩石为中、粗砂岩,坚固性系数f=6~8,设计掘进断面为14.7m2。其中-600m两翼轨道大巷在穿过落差21m的断层破碎带时,用金属拱形支架水泥背板、喷射混凝土联合支护通过。其局部顶板破碎或易冒落的区段采用φ6mm~φ8mm的300mm×300mm焊接钢筋网吊挂后一次喷射混凝土成形。巷道完工十几年来完好无损,巷道稳定。开拓一队的机械化作业线的设备组成见表8-25。
  表8-25               机械化作业线设备组成
设备名称及型号 使用台数 备用台数 设备生产单位
CTHIO-2F履带式全液压钻车 1 l 宜化采掘机械厂
ZC-2履带式侧卸装岩机 1 1 浙江小浦煤机厂
ZHP-Ⅳ型混凝土喷射机 1 1 江西煤机厂
8t蓄电池电机车 2   贵州平寨煤机厂
激光指向仪 1   
LZP-200 型皮带转载机 1   邯郸煤机厂
   二、施工方法
  1. 钻眼工作
  巷道采用激光指向仪定向,中线为巷道断面正中心。应用CTHIO—2F型履带式全液压凿岩台车打眼,双臂同时作业,打眼时同时打出锚杆孔。炮眼深度为1.7m,槽眼1.9 m,平均每孔钻眼时间为1 min。为避免钻孔定位导臂消耗过长的时间,钻孔要由外向里、先两侧后中间,自上而下钻进。当两个钻臂打眼速度不同时,速度快的钻臂就可以很方便地移过中线支援速度慢的钻臂,以便两钻臂同时结束钻孔作业,减少单臂作业的时间。-600m水平轨道大巷施工设备布置见图8-67,炮眼布置见图8-68。

图8-67 -600水平轨道大巷施工设备布置

图8-68 -600水平轨道大巷炮眼布置
  2.爆破作业
  巷道施工采用光面爆破技术。使用2号岩石硝铵炸药247卷,共37.05 kg;毫秒延期电雷管67个,全断面一次爆破;掏槽方式为楔形掏槽,掏槽眼为8个,在岩石不稳定段为6个。爆破原始条件见表8-26,爆破参数见表8-27,预期爆破效果见表8-28。
  表8-26                     爆破原始条件
序号 名称 单位 数量
1 设计掘进断面 m2 14.7
2 岩石坚固性系数f   6~8
3 工作面瓦斯情况 % 无瓦斯
4 工作面水情况   无漏水
5 炸药和雷管类型 m2/h 2号岩石销铵炸药,Ⅴ段雷管
  表8-27                     爆破参数
眼号 炮眼名称 眼数 炮眼深度 角度(0)
  装药量 起爆顺序 联线方式
   垂深 斜长  卷/眼 小计/卷  
1~8 掏槽眼 8 1.90 2.00 73 5 40 1 串

9~15 辅助掏槽 7 1.70 1.75 76 5 35 2 
16~24 辅助眼 9 1.70 90 4 84 3 
25~36 辅助眼 12     4 
37~55 周边眼 19   2 38 5 
56~64 底眼 9   5 45  
65 水沟眼 1   5 5  
66、67 破碎眼 2 1.00  1 2 2 
合计 共布置67个炮眼,总长115.25 共计249卷,重37.35kg
  表8-28                       预期爆破效果
名称 单位 数量 名称 单位 数量
炮眼利用率 % 80 每米巷道炸药消耗量 kg/m 27.26
循环进尺 M 1.36 每循环炮眼总长 m/循环 115.25
每循环爆破实体岩石 m3 20 每立方米岩石雷管消耗量 个/m3 3.35
炸药消耗量 kg/m3 1.87 每米巷道雷管消耗量 个/m 49.30
  3.装岩工作
  装岩速度的快慢主要在于装岩和调车两个环节。为调车方便,临时车场每月向前移动一次,一般至距工作面40m处。为缩短侧卸装岩机装岩时的行程,使用LZP-200型胶带转载机与侧卸装岩机配合装岩,以提高装岩速度。
  4.支护工作
  巷道为锚喷支护,采用φ16×1600mm金属涨圈式锚杆,锚杆锚固长度为1.5 m,仅布置于巷道拱部,间、排距为1.0 m。用ZHP—Ⅳ型喷射机喷射混凝土,初喷厚度不小于30 mm,初喷段长度不超过40m。初喷混凝土和锚杆既作为临时支护又是永久支护的一部分。当顶板破碎时,则每次放炮后及时喷射混凝土封闭围岩,然后再打锚杆。
  5.劳动组织
  采用综合掘进队、多工序平行交叉和正规循环作业的劳动组织形式。实行六小时工作制,四班掘进、两班复喷支护与掘进平行作业。为便于考核管理,将两个掘进班和一个支护班编为一个大班,由队干部现场全面指挥。
  在大巷穿过断层破碎带时,也采用过掘、架、喷顺序作业。为防止大冒顶,要求每个循环进度为0.7 m,每个小班掘完就架金属拱形支架和喷射混凝土,直接成巷。这种顺序作业属于紧急情况下的应变作业方式
第十节  特殊条件下巷道施工
   一、软岩巷道施工
  松软岩层具有松、散、软、弱四种不同属性。所谓“松”,系指岩石结构疏松,密度小,孔隙度大;“散”,指岩石胶结程度很差或有未胶结的颗粒状岩层;“软”,是指岩石强度很低,塑性大或粘土矿物质易膨胀;“弱”,则指受地质构造的破坏,形成许多弱面,如节理、片理、裂隙等破坏了原有的岩体强度,易破碎,易滑移冒落,但其岩石单轴抗压强度还是较高的。
  在松软岩层中施工巷道,掘进较容易,维护却极其困难,采用常规的施工方法和支护形式、支护结构,往往不能奏效。因此,软岩支护问题是井巷施工中很关键问题。
  由于松软岩层地质情况非常复杂,巷道支护不单纯受岩层的重力作用,有时周围都受到很大的膨胀压力,甚至有的巷道的侧压比顶压大几倍。若采用常规的直墙半圆拱或三心拱形断面显然难以适应,往往造成巷道的破坏和失稳。因此,合理选择断面形状主要应根据地压的大小和方向来选择。若地压较小,选用直墙半圆拱表是合理的;若巷道周围均受到很大的压力,则以选择圆形巷道断面为宜;若垂直方向压力特别大而水平压力较小时,则选用直立椭圆形断面或近似椭圆形断面是合理的;若水平方向压力特别大而垂直方向压力较小时,则应选用曲墙或矮墙半圆拱带底拱、高跨比小于1的断面或平卧椭圆形断面。
  在松软岩层中掘进巷道,破岩方法最好以不破坏或少破坏巷道围岩为原则。若采用钻眼放炮破岩,也应采用光面爆破。尽量减少施工对围岩的破坏。松软岩层的地压显现属于变形地压,初始支护应按照围岩与支架共同作用的原理,选用刚度适宜的、具有一定柔性或可缩性的支架。它既允许围岩产生一定量的变形移动,以发挥围岩自承能力,同时又能限制围岩发生大的变形移动。锚喷支护是具有上述特性的支护形式,因而是一种比较理想的初始支护结构。二次支护的作用在于进一步提高巷道的稳定性和安全性,应采用刚度较大的支护结构。若采用锚喷支护作为初始支护时,二次支护仍可采用锚喷支护,也可砌碹。在重要工程或地压特大地段,在喷射混凝土中还应增加钢筋网和金属骨架,即构成锚喷网金属骨架联合支护结构。
  在具有膨胀性的围岩中掘进巷道,多数是要发生底鼓的,因此安设底拱的作用是不可忽视的。分析一些软岩巷道屡遭破坏的原因,除了施工程序、巷道断面形状和巷道布置等不合理之外,很重要的原因就是底鼓。有的虽然设置了底拱,但因质量不好,等于虚设,底板仍然鼓起,巷道仍遭破坏。目前我国防止底鼓的措施一般是用砌块砌筑底拱,也有个别用锚杆加固的,但效果不好,一旦发生底鼓,锚杆翘起,很难处理。底拱的安置时间应视巷道支护方式而定。若用圆碹或近似圆碹作二次支护,则以先底拱、后墙、最后砌拱的顺序施工,一次完成。若用锚喷支护作初始支护,则可在初始支护完成一段时间,底板应力得以充分释放之后再砌筑底拱,与一次支护同时完成较好。不论采用何种底拱结构,都必须使底拱两端压在墙下,与墙连为一个整体。
  此外,工作面有水的巷道,施工时要及时排水,尽量减少水与岩石的接触,防止岩石遇水膨胀。
  在松软岩层巷道采用锚喷支护,一定要配合进行量测监控,以便及时调整支护参数,尤其对巷道围岩的收敛变形应该特别重视。用收敛计可测量巷道的收敛变形;用水准仪可测量顶板下沉量和底鼓量;用各种多点式位移计可量测岩层内不同深度的位移,从而可以算出位移速度。通过这些量测数据,有助于评价围岩的稳定程度,可以论证各设计参数是否合理和锚喷效果,也是修改设计和确定二次支护时间的依据。
   二、过破碎带施工
  当巷道掘进要穿过断层、破碎带和风化带时,应尽量减小围岩暴露面,缩短暴露时间,甚至不使围岩暴露。常用的施工方法有:撞楔法、锚喷网法、超前导硐边刷边支法、穿梁护顶法、人工假顶法等。
    (一) 撞楔法  
  又称插板法和板桩法。其实质是在工作面上先用板桩强行插入破碎岩石中,挡住巷道顶部或其它部分的破碎岩石,维护出一个安全的工作空间,然后进行掘进工作。
  具体做法是:在即将接触破碎带时,在靠近工作面第一架支架的顶梁上,从顶板的一角开始,打一排直径为100~120mm、长度为2.5m左右的撞楔,撞楔前端削尖与顶梁向上成15°~20°的仰角插入,前端插入破碎岩石的长度,在棚距O.7~0.8m时为1.2~ 1.5m,见图8-69。在打完撞楔后进行支架及背板,然后再清理巷道内的岩石。清完撞楔下部的岩石后,第一个循环便告完结,即可开始打第二排撞楔,进行第二个循环,直至通过破碎带为止。
  采用这种方法施工,每架支架均须牢固可靠,并且前、后支架之间要用撑木、扒钉连成整体,以增加其稳固性。
        
    图8-69  撞楔法                            图8-70 超前锚固法
   (二) 锚喷网法
  锚喷网法不仅能用在稳定性较差的围岩,而且在断层破碎带、风化岩石带均可应用,并且效果良好。
  施工过程中循环进尺控制在1m以下,顶棚眼距周边留有240~500mm的距离防止因爆破引起的冒顶事故。然后用人工刷大到掘进断面,随刷大随进行锚喷支护。每次打顶部锚杆时,在拱部打1排超前锚杆,锚杆角度控制在40°~50°,有效锚杆长度为1.5m左右,基本上满足下一循环的安全距离要求。
  本施工方法中的超前锚固实质是一种提前投入的永久支护,在破碎岩体和非破碎岩体中都可采用。近年来超前锚杆多用管缝式,倾角控制在10°~20°,效果更好。
   (三) 穿梁护顶法
  巷道通过断层破碎地带,放炮后工作l面堆满岩石无法进行支护,顶板出现塌冒、岩石较硬,又不易进行撞楔时,可采用此法。
  施工顺序见图8-71。在放炮后出矸前,用直径120~150mm的圆木4~6根,插入第一架棚和工作面之间,梁的一端卡在第二架棚梁下面,造成悬臂式托梁;用木板或方木块架成木垛的形式,背实冒落区;然后再进行出岩,出完岩后再补架棚子,并进行下一循环的凿岩工作。
  在施工时应注意:冒落区附近的堆集物要清理干净,巷道后侧必须畅通无阻;穿梁一般较细,又有一端悬空,不能承受很大的荷载,所以顶板冒落区不宜过高,一般控制在1.5m以下;进行穿梁护顶,要求检查顶板后及时进行,空顶时间过长可能引起新的冒落;如顶板冒落较高仍用穿梁护顶法时,要特别注意背实质量,并应在架设好正式棚子后才进行凿岩作业。穿梁的控制距离以1m左右为宜;掘进时尽可能不放炮或放小炮,以便减少对巷道围岩的震动。
   (四) 人工假顶法
  当巷道严重塌冒,其它方法难以通过时,可采用人工假顶法。施工方法见图8-72。在紧靠冒顶区砌筑厚400mm的片石隔墙,封闭冒落区;用钻机向冒落区打2~3排注浆孔,先向冒落区顶部注入砂子、充填冒落区岩石缝隙,以节约浆液,而后注入水泥水玻璃浆液,以便在冒落区固结岩石,形成人工假顶。为避免浪费浆液以采用低压注浆为宜。

图8-71 穿梁护顶法                     图8-72   人工假顶法
  注浆后打开片石封闭墙,在人工固结的假顶掩护下,可采用短段掘砌法,穿过冒落岩堆,每段长以1.0~1.2m为宜。
   三、过突出煤层施工
   (一) 煤和瓦斯突出概述
  煤和瓦斯突出是煤矿安全生产的最严重的灾害。为了防止煤和瓦斯突出,确保安全生产,在有突出危险的矿井,必须采取合理的开采方法和巷道施工方法。
  分析大量的实验资料可以得知,煤和瓦斯突出主要是由地质构造应力及矿山压力、瓦斯含量及瓦斯压力、岩石及煤的物理机械性质这三方面因素作用的结果。
  我国煤和瓦斯突出煤层具有下列特征;煤和瓦斯突出往往发生在地质变化比较剧烈、地应力较大的地区,例如褶曲向、背斜的轴部和断层破碎带;煤质松软、干燥且瓦斯含量多、压力高就容易突出;开采深度愈大,煤层愈厚,倾角愈大,突出的次数就愈多,强度也愈大;煤体受到外力震动、冲击时,也容易发生突出。
  预防煤和瓦斯突出的措施可分两大类,即区域性预防措施和局部预防措施。区域性预防措施主要是开采解放层。开采解放层后,突出煤层中的地应力、瓦斯压力都会发生一系列的变化:地应力降低,岩(煤)层发生移动,煤体及其围岩发生膨胀,孔隙率增加,透气性增高,瓦斯得到排放,瓦斯含量减少,压力降低。这些变化,最终解除了煤和瓦斯突出的危险。在解放层的影响范围内进行巷道施工是不存在突出危险的。
   (二)石门揭开突出煤层的施工方法
  我国在有煤和瓦斯突出的矿井中,为了安全揭开突出煤层,曾根据各地区不同条件,采用过震动放炮(单独使用或配合其他措施综合使用)、使用金属骨架、钻孔排放和水力冲孔等措施,都取得了一定的效果。
  《煤矿安全规程》规定,石门的位置应尽量避免选择在地质变化区;掘进工作面距煤层10 m以外时,至少打两个穿透煤层全厚的钻孔,以便确切掌握煤层赋存条件和瓦斯情况;掘进工作面距煤层5 m以外时,应测定煤层的瓦斯压力;掘进工作面与煤层之间必须保持一定的岩柱,急倾斜煤层为2 m,缓倾斜及倾斜煤层为1.5 m。这一规定,不论我们采用哪种方法,都应该切实遵守。
  1. 震动放炮
   震动放炮的实质就是在掘进工作面上多打眼,多装药,全断面一次爆破,揭开煤层,并且利用放炮所产生的强烈震动,来诱导煤和瓦斯突出,以保证作业的安全。如果震动放炮未能诱导出突出,则强大的震动力可以使煤体破裂,消除围岩应力和排放瓦斯,这样也可防止突出。
  2. 使用金属骨架
  金属骨架是用于石门揭穿煤层的一种超前支架,其施工方法如图8-74所示。当石门掘进至距煤层2m时,停止掘进,在其顶部和两帮上打一排或两排直径为70~100 mm、彼此相距200~300 mm的钻孔。钻孔钻透煤层并穿入顶板岩300~500 mm,孔内插入直径为50~70 mm的钢管或钢轨。钢管或钢轨的尾部固定在用锚杆支撑的钢轨环上,也可固定在其他专门支架上,然后一次揭开煤层。

图8-74  金属骨架(单位:m)
  金属骨架之所以能够防止突出,一方面是由于金属骨架支承了部分地压及煤体本身的重力,使煤体稳定性增加;另一方面是金属骨架钻孔起了排放瓦斯的作用,使瓦斯压力得到降低。
  用金属骨架时,一般配合震动放炮,一次揭开煤层。
  使用经验表明,金属骨架应用于倾斜、瓦斯压力不太大的急倾斜薄煤层和中厚煤层,其效果是比较好的;在倾斜厚煤层中,因骨架长度过大,易于挠曲,不能有效地阻止煤体的位移,所以预防突出能力较差。
  3. 钻孔排放
  钻孔排放就是石门工作面掘到距煤层适当距离停止掘进,向煤层打适当数量的排放瓦斯钻孔,在一定范围内形成卸压带,降低煤体中的瓦斯压力,缓和煤体应力,以防止煤和瓦斯突出。这一方法适用于煤层松软、透气性较大的中厚煤层。
  排放瓦斯钻孔数量决定于瓦斯排放半径、排放钻孔直径和排放范围。排放钻孔数目可按下式计算:

  式中,N——石门全断面排放瓦斯钻孔的总数,个;
     K——系数,视煤层的危险程度而定,一般取1.2;
     S1——应排放瓦斯的面积(包括石门四周1.5 m范围内应排放瓦斯的面积),m2;
     S2——为钻孔可排放瓦斯面积,m2。
  排放瓦斯钻孔的数量与钻孔直径有密切关系。
  4. 水力冲孔
水力冲孔是在石门岩柱未揭开之前,利用岩柱作安全屏障,向突出煤层打钻,并利用射入的高压水,诱导煤和瓦斯从排煤管中进行小突出,这样在煤体内部就引起剧烈地移动,在孔洞周围形成卸压带,解除了煤体应力紧张状态,从而消除了煤和瓦斯突出的危险。这种方法用于揭开具有自喷现象的软煤层,比较安全可靠。

文档信息
  • 文档上传人:admin
  • 文档格式:Doc
  • 上传日期:2013年10月23日
  • 文档星级:★★★★★
  • 需要煤安币:5个
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