岩巷应用

岩巷应用（通用12篇）

岩巷应用 篇1

0引言

国内外煤矿岩巷掘进中,钻眼爆破法施工工艺仍占主导地位。爆破法施工主要分为三大工序:打眼工序、出渣工序、支护工序。爆破参数的设计直接影响到井巷掘进的打眼工程量,而爆破效果又影响到出渣和支护作业难度,因此爆破参数优化对于巷道掘进速度具有显著影响。在岩巷掘进爆破过程中,掏槽眼仅在一个自由面的条件下起爆,爆破条件较差。由于其爆破效果的好坏在很大程度上决定着其他炮眼的爆破效果。本文根据泰昌煤业岩巷掘进条件,以掏槽眼布置核心对岩巷掘进参数进行优化,以提高岩巷掘进速度和质量。

1掏槽方式

1.1典型方式

掏槽方式一般按掏槽眼与自由面间的夹角分为直眼和斜眼两种。斜眼掏槽的炮孔轴线与爆破自由面斜交,能获得比较好的爆破效果,在我国岩石井巷掘进爆破中使用广泛。

斜眼掏槽可以将槽内的部分甚至全部破碎岩块清出,但是,由于有效自由面对炮眼的角度要求比较严格,且其深度受到掘进巷道宽度及高度的限制,所以,斜眼掏槽适合浅孔爆破。

直眼掏槽炮眼布置简单,深度不受巷道断面限制,岩石抛掷距离小,通过调整药量即可适应施工条件变化利用中空孔作为自由面和补偿空间,眼间距和平行度要求高,掏槽所需炮眼数量多、槽腔小、炸药消耗量大,中深孔爆破。

1.2似直眼强力掏槽

似直眼强力掏槽方式结合了直眼掏槽和楔形掏槽各自的优点,采用合理的时间间隔进行分层分次掏槽的综合性掏槽技术]。似直眼强力掏槽中所有炮孔采用同等深度,大角度斜眼(近似为直眼)配合中心直眼,采用合理时间间隔进行分层分次爆破。

2爆破参数

2.1巷道条件

试验巷道为北丈八北翼大巷,主要服务于北丈八北翼条带式采区的主要运输。巷道在15#煤层底部掘进,岩层倾向北西45°、倾角5°,巷道断面为半圆拱型,采用锚网喷的支护方式,巷道净宽4 400 mm,净高为3 700 mm,净断面积为14.14 m2。掘进过程中,依次穿过细砂岩、铝土质泥岩及灰黑色泥岩等岩石。根据矿山建设进度计划,要求巷道掘进速度达到100 m/月以上。

2.2爆破参数

2.2.1炮眼深度

确定炮眼深度的一个主要影响因素是爆破后的空顶距。根据大巷的岩层条件和掘进工艺设备,研究采用炮眼深度2.0m(凿岩采用2.2 m规格的钎杆),循环进尺预计1.8m以上。

2.2.2孔网布置

掏槽眼中心设置二次掏槽孔,内装少量炸药,以扩大槽腔体积,解决炮眼利用率低的问题。辅助眼和周边眼主要用来继续扩大掏槽,以每一炮眼的最小抵抗线近似相等为原则布置,同时兼顾爆落岩石的块度和巷道轮廓整齐。周边眼采用定向断裂爆破技术,间距500~600 mm;辅助眼间距600~700 mm。

2.2.3爆破网络

泰昌煤业为高瓦斯矿井,一次全断面起爆的总延时不大于130 ms,采用5段雷管正向起爆。炮眼用炮泥填满封实,封堵长度大于500 mm。根据以上原则确定炮眼布置如图1所示。

2.3爆破效果

通过对以往参数和优化后参数下爆破效果的观测,对炮眼利用率、炸药单耗、雷管单耗、眼痕率等四项指标进行对比见图2。

对比表明,岩巷掘进爆破参数优化后,炸药和雷管单耗分别降低了约13%和5%,炮眼利用率和眼痕率分别提高了24%和205%。

3结语

通过阳煤集团泰昌煤业岩巷掘进爆破参数优化,得到如下结论。

1)该矿巷道条件下采用似直眼强力掏槽方式更为合适。

2)爆破孔网参数优化结果为,掏槽眼间距500 mm,辅助眼和底眼间距600 mm,周边眼间距450 mm。

3)爆破效果对比表明,参数优化后,炸药和雷管单耗分别降低了约13%和5%,炮眼利用率和眼痕率分别提高了24%和205%。

摘要：根据泰昌煤业岩巷掘进条件,对直眼掏槽和斜眼掏槽两种典型掏槽方式进行对比分析,认为在该矿巷道条件下,采用似直眼强力掏槽方式更为合适。以似直眼掏槽方式为基础,对爆破参数进行优化,试验结果表明,参数优化后炸药和雷管单耗分别降低了约13%和5%,炮眼利用率和眼痕率分别提高了24%和205%,巷道掘进费用降低239.47元/m。

关键词：爆破工程,岩巷掘进,似直眼掏槽,参数优化

参考文献

[1]单仁亮,高文蛟.准直眼强力掏槽的方法:中国,CN101261103[P].2008-09-10.

[2]王玉杰.爆破工程[M].武汉:武汉理工大学出版社,2009.

[3]黄显忠.岩石爆破不同掏槽形式的对比分析[J].探矿工程,2012,39(7):82-84.

[4]程刚,殷现民.中深孔光面爆破掏槽方式选择与应用[J].山东煤炭科技,2011(6):16-17.

岩巷应用 篇2

开拓区 李超

摘要：采煤方法经历了炮采到普采，最后到综合机械化采煤的变革；掘进工作面机掘工艺发展业已成熟；而开拓工作面一直沿用炮掘，耙斗机装岩的工艺，岩石作业线使用率还很低。如何提高煤矿岩巷掘进速度，成为当前急需解决的问题。

关键词：煤矿岩巷

掘进速度 对策

采煤方法经历了炮采到普采，最后到综合机械化采煤的变革；掘进工作面机掘工艺发展业已成熟；而开拓工作面一直沿用炮掘，耙斗机装岩的工艺，岩石作业线使用率还很低。随着矿井生产能力又一次大幅度提高，致使岩巷巷道工作量加大，衔接十分紧张。掘进技术的发展缓慢已越来越成为我矿可持续性发展的瓶颈。

快速掘进是缓解接替紧张局面最为有效的方法，对实现煤矿的稳产高产和可持续发展意义重大。岩巷掘进是一个多工序交替过程，主要由破岩、装运和支护三大工序组成。要达到巷道施工的快速高效，最根本的就是使每个工序能够高效率，并使得每个工序能够很好地协调连接起来。岩巷掘进中存在的主要问题

1.1 爆破参数有待进一步优化：目前很多矿井的岩石巷道还使用炮掘，但掘进炮眼数目较多，直接影响了巷道掘进打眼时间；爆破效果较差，存在超欠挖现象，周边成形不理想，从而形成二次动工或返工现象。

1.2 施工工艺、工作面布置及劳动组织形式选择中的问题：不能根据具体条件确定施工工艺，优化掘进、装岩、支护、运输等工序的最佳时间参数；很多工序都不能平行作业，从时间和空间上不能充分运作，窝工现象很多。

1.3操作人员素质和劳动积极性差： 随着岩巷掘进的新工艺、新设备、新材料的开发和使用，很多工人和机电维修人员对设备的结构、性能、原理、维护的基础知识、常见设备故障、诊断方法、设备事故处理措施都不熟悉，从而影响连续生产。另外很多单位奖罚制度不具体，甚至有的就没有，导致施工单位的积极性和主动性很差。提高岩巷快速掘进的措施

2.1改革爆破工艺：大力推广中深孔光面爆破 影响岩巷掘进爆破效率的主要因素有:掏槽方式及其装药量、炮眼深度、周边眼光爆参数、起爆时差和炮眼利用率等。中深孔爆破的掏槽眼深度比普通掏槽眼深度大。掏槽眼的深度大小决定着循环进尺的大小，同时，对周边眼的爆破质量及成巷质量也有影响。为了提高中深孔直眼掏槽的掏槽效果和炮眼利用率，须在装药眼附近布置空眼以增加自由面，还需要合理的确定相邻装药眼的眼距、掏槽眼的几何形状、装药量和装填结构。炮眼深度存在一个最优值，应以提高巷道掘进效率为前提，结合现场实际情况综合确定。

光面爆破是合理选择爆破参数的控制爆破技术，它是通过合理的选择爆破参数，使爆破后的巷道成形规整，减少超控和欠控，最大限度地保持围岩的自身强度，从而增强围岩的自撑能力。要取得较好的光爆效果，首先必须选择合理的光爆参数。

2.2 确定锚杆支护参数，提高锚杆安装质量：支护管理不但对巷道支护质量有影响，对掘进进尺也有影响，如永久支护前大面积片帮，使喷浆厚度和喷射工作量增大。喷支护方式必须与光面爆破技术相结合，否则围岩受损严重，表面裂隙较多，围岩松动圈较大，岩体丧失稳定性；巷道轮廓线参差不齐，易造成应力集中，喷层受到剪切破坏而导致巷道损坏。

2.3改革施工工序：工序的安排是组织生产中的重要一环。多年来，我矿在井下岩巷掘进过程中采用电瓶车配合耙矸机利用车场出货，由于车场不能及时跟上，出货路程远，造成电瓶车出货效率低，电瓶消耗快，爆破后的矸石难以及时装完，只能停下来出矸，严重影响了单进的提高。为了改变这种状况，采用调车器代替车场，调车器具有结构简单，重量轻，移动方便等优点。工作时，将活动盘浮放在轨面上，而固定盘则在巷道的一侧，调车时将调来的空车先推到活动盘的滑车板上，在连同滑车板一起横向推到固定盘上，然后翻起活动盘让出轨道，待工作面重车推出后，重新放下活动盘，将空车和滑车板推回到活动盘上然后放下空车。使用调车器出货的方式不需在耙矸机后钉循环车场，减轻了工人劳动强度，提高了出货效率，杜绝了主副道安全间隙小带来的安全隐患。

2.4充分调动职工积极性，加强工人培训和学习的机会：为提高掘进队伍的战斗力，煤矿相关部门要多次举行劳动竞赛，如打眼比赛、喷浆比赛等，有利的调动了职工的积极性，使职工在工作中感到快乐，工作更加积极主动。适当提高班队长、机长、维修工等人员的工资分配系数，对“技术能手”带徒弟、讲课，给予适当奖励，充分发挥岩巷“技术能手”的传帮带作用，最大限度地挖掘职工潜能，为岩巷快掘献策献力。对井下施工人员进行技术培训，在应用新技术方面，要做到技术交底。对于井下出现的问题，管理人员要及时妥当及时处理，不能拖拉造成窝工，以至于减缓掘进速度。

2.5 加强劳动组织管理，实行全面质量控制：通过合理的劳动组织，使得各工种互相协作，消除各工种间工作量不均衡的现象，同时各工种处于统一指挥和协调之下，各工序衔接紧密，减少和避免相互影响，缩短循环时间。另外要狠抓工程质量，以质量保证安全，以质量促进度。建立健全质量保证体系，强调过程控制，特别是关键过程的控制。按照公司颁布的安全标准进行验收，质量与个人工资挂钩，安全检查员、质量验收员、班组长现场跟班验收。结束语

岩石巷道的掘进是一个系统工程，为保证岩巷优质高效掘进，在研究提升掘进机械化水平和开发先进的爆破技术的同时，必须采用科学的施工组织和管理方法。完善制度、严格考核，加强培训、推进岩巷专业化队伍建设，加大技术创新，将岩巷的快速掘进水平再推上一个台阶，以取得更加显著的技术经济效果。

参考文献

[1]丛德俊.煤矿岩巷掘进中存在的问题.建井技术.1996年。

岩巷应用 篇3

关键词：卧式矸石仓 平行作业 出矸 快速掘进

0 引言

岩巷快速掘进是丁集煤矿近年来岩巷发展的目标之一，但出矸速度一直是制约岩巷快速掘进的重要因素。传统的出货方式是工作面耙矸机+矿车。矿车的供给数量、供应是否及时、斜巷打运等问题已制约了岩巷快速掘进。经过实践，用工作面耙矸机+皮带机+卧式矸石仓+耙矸机+矿车出矸方式在很大程度上解决了岩巷的出矸问题，加快了岩巷进尺速度。

1 卧式矸石仓优点

卧式矸石仓是在巷道内建立一套完整的出矸系统，即工作面耙矸机+皮带机+卧式矸石仓+耙矸机+矿车。卧式矸石仓的优点是：①出矸可以和迎头的多种施工工序平行作业，大大缩短专项出矸时间，加快迎头出矸速度。②矸石仓一般矸石容量在40～70m2，解决了因矿车紧张，供应不及时带来的迎头积矸问题。③减少斜巷打运环节，降低斜巷打运风险，缩短车皮周转时间，减少了打运人员的使用。卧式矸石仓的建立极大的缓解了出矸与迎头各种工序、出矸与矿车供应之间的矛盾，显著提高了小班循环进尺。

2 工程实例

2.1 工程概况

丁集矿东一13-1皮带机大巷是东部13-1煤的运输巷道，为关键工程巷道。该巷道设计为直墙半圆拱形，平巷坡度

为3‰上坡，两道斜巷，分部为长160m的13.5°下山和长138m的12°上山。岩性不稳定，采用架29U型棚+喷浆支护，巷道净宽5.2m，净高4.05m，棚距700mm。S掘＝20.6m2。

2.2 卧式矸石仓施工工艺及应用情况

2.2.1 卧式矸石仓的施工工艺

①卧式矸石仓规格：长×宽=20m×2m，安装在巷道西帮。矸石仓由11#矿用工字钢+大板（长×宽×厚=4000×200×70mm）搭建而成。②矸石仓安装处巷道高4.15米，使用4.5米长的工字钢，工字钢一端用氧焊割一个直径20mm的小孔。首先，在距巷道西帮2米处顶板上沿巷道方向，间隔2m施工一根Φ22×2400mm高强锚杆，外露500mm；并在锚杆对应位置的底板挖一个长×宽×深=400×400×400mm的坑，间隔2m；然后将工字钢一端插入挖好的坑内，浇注混凝土；带孔的一端固定在顶板锚杆上，并用8#铁丝固定；待工字钢全部固定好后，用大板横向密集摆靠在工字钢的里侧，并用8#铁丝牢固的绑扎在工字钢上，最后用扒钉将大板彼此之间连接牢固，作挡墙，挡墙的高度不小于2m（或采用瓦石砌筑）。③耙矸机安装在矸石仓南端，安装好后，用编织袋装矸在耙矸机的嘴槽两边垒不低于1米防护墙，以防耙矸机装矸时从嘴槽两帮撒货。④皮带机安装在卧式矸石仓北端。在仓内距皮带机头1米处的巷道拱部，水平安装两根11#矿用工字钢，高度不低于2.2m，工字钢两端深入巷帮不小于400mm，并用混凝土将梁窝充填实。最后，在工字钢上安装一组刮板机锚链，耙矸机回头滑轮挂在锚链上。（根据现场巷道情况，工字钢不易安装的条件下，可以在距皮带机头距离不小于1米的顶板上施工一根Φ22×2400mm的锚杆作为挂滑锚杆，简单易行）。⑤耙矸机出货时，要求耙矸机司机必须按章操作，不得野蛮施工，防止耙斗撞坏皮带机头及矸石仓的封闭墙。

2.2 卧式矸石仓应用情况

东一13-1皮带机大巷每循环炮后约有50m3矸石，每小班需约45～55量矿车进行出矸。采用传统耙矸机+矿车出矸方式，并经过2条斜巷打运，每班最多打运40车矸石，且增加了7名打运人员，严重影响了工作面的掘进进度。因矸石积压，每圆班进尺保持2个循环。

改善出矸系统后，采用耙矸机+皮带机+卧式矸石仓+耙矸机的出矸方式后，增加了皮带机司机和耙矸机司机各一名，但工作面的排矸速度加快，矸石仓的出矸能力达到75车/小班。能确保每小班1个循环进尺。

该巷道施工连续三个月平均进尺达100m以上，做到了岩巷快速掘进，且减少了斜巷打运风险，做到了安全打运，实现了零事故目标。

3 应用情况

目前，岩巷排矸速度是岩巷快速掘进中重要制约因素，出矸与迎头平行作业、矿车供给、斜巷打运等矛盾比较突出。卧式矸石仓在丁集矿岩巷的应用表明：采用工作面耙矸机+皮带机+卧式矸石仓+耙矸机+矿车出矸方式，解决了迎头出矸与多种施工工序平行作业问题，出矸时间减少了限制；卧式矸石仓的建立，缓解了因矿车供应不及时带来的迎头积矸问题；减少了斜巷打运环节，降低斜巷打运风险，缩短车皮周转时间。卧式矸石仓的建立实现了多部出货系统的连续化，加快了岩巷的快速掘进。

岩巷掘进优化设计及应用浅析 篇4

1 掘进装备的影响分析

在岩巷掘进机掘进的工作过程中, 因为凿岩台车没有得到广泛使用, 大多数情况下配备风机, 同时实际钻机的效率也不高。尤其是在掘进过程中, 当周围风压不够时, 钻眼工作速度就会变得特别慢。所以, 研究先进施工设备对掘进速度提高有着深刻的影响。最近几年, 凿岩的机械设备主要集中于先进的液压凿岩机和其相应的液压钻车设备。在大多数环境中液压钻车设备在风动凿岩过程中功率较小, 钻机速度也相对更低, 进而导致钻孔深度更浅, 所以相关工作者应该全面提高钻孔速度。

从20世纪五十年代发展到现今, 我国已经完成了机械化作业, 在工程施工过程中, 装运的机械设备进行了大概四个阶段的更新。对于装岩来说, 未来发展趋势就是把出碴设备从一个低效率的状态完善到一个较高的效率状态, 其大概含义就是采用装载式或蟹爪式、矿车配套、皮带转载机以及与大吨位自卸汽车和无轨铲运机相互配合出碴, 这样就会大幅度提高掘进工作效率。

想要实现快速机械化作业, 就必须结合实际情况选择合适的凿岩机、装岩机及其他的成套装备设置。要满足机械化配套设置标准、快速、综合的掘进作业需求, 这是其中不可或缺的一项条件, 也就是前道工序的设备生产力要小于后道工序的设备生产效率的前提。在此期间还要考虑以下因素:运岩、破岩、装岩等多道主要的工序, 要全面提高机械作业的范围, 少量的使用劳动力, 提高工作效率;在工程中所使用的机械用具, 在生活生产中能够合理分配、相互搭配, 尽量避免因为设备能力的不平衡, 导致一些设备的良好潜力不能够得到充分的发挥。在进行设备潜力和数量的分配时, 需要通过合理的方法进行相应的搭配, 以及做好材料充分以及充分利用的准备, 同时要确保施工的效率及其要达到合理经济技术的标准, 还有要确保工作人员的安全, 避免事故的发生。

2 掘进机掘进轨迹分析

在实际工程中掘进机在工作的时候, 除了开切钻进以外, 在一个工作循环的过程中截割头都是处于水平状态的, 截割头在截割煤岩时截齿运动是截割头自身旋转和悬臂水平摆动的相同运动, 因为悬臂的水平摆动将会形成一个圆柱面, 所以掘进头的运动轨迹是与它相切的空间上的摆线。垂直摆动悬臂与工作面的运动轨迹也将是一个圆柱面。综上可知, 结束一个开挖的工作面之后, 在实际情况中形成的工作面是内凹的, 对于施工要求来说, 符合标准才是最重要的, 所以我们需要注意的巷道的实际轮廓, 而这个内凹面可以向断面上投影, 得到我们想要的巷道断面大概轮廓, 以便于实际分析处理实际难题。

掘进机需要根据巷道断面的形状以及尺寸来进行实际切割作业及煤矿层的部署, 需要合理、有计划地进行切割, 如果过度的开挖, 在进行边坡支护时会产生影响甚至带来困难, 也会降低了巷道的掘进效率, 其开挖成本也会增加。

可以从前面的各项分析中了解到, 悬臂掘进机在进行截割作业过程中, 会沿着巷道的中心线方向布置, 当掘进机运动到各个方向的极限位置时, 会得到一个腰鼓形状的极限断面形状。从实际图形分析, 在最宽的地方将会出现在巷道的中间部位, 巷道中间的位置将会大于巷道的底部以及顶部;实际分析作业过程中, 悬臂掘进机截割的断面的形状全都修养极限断面, 一般的形状为拱形、标准的梯形, 故而针对实际具体的形状的断面形状进行计划。

在巷道施工的过程中, 影响施工安全的就是支护工作, 支护工作对施工过程的安排和进行起着决定性的作用, 所以要重视支护工作。掘进与支护在时间上有三种安排:第一, 同一巷道不同位置进行, 也就是同巷作业;第二, 按顺序进行, 也就是顺序作业;第三, 同时进行作业, 也就是平行作业, 不同的作业方式有着自己的优势及劣势。掘进与支护在空间上也有三种安排:第一, 是在同一巷道不同位置进行, 也就是同巷作业;第二, 是在不同巷道进行, 也就是分巷作业;第三, 是在同一段巷道进行, 也就是同段作业。巷道施工作业方式有同段顺序作业、分巷平行作业、平行作业、同巷分段平行作业、同段交叉作业等五种情况。这些作业方式在施工中都有广泛应用。

3 掘进作业方式优化

主要对岩巷掘进常规作业方式分析, 从同段平行作业, 同段交叉作业和同段顺序作业这两方面进行分析。

同段平行作业。采用的支护方式实现支护作业, 若相对简单、占用的时间短、空间小的话, 对掘进速度影响较小。

在进行支护时, 可以合理安排掘进的间隙进行或者是某些工作在进行掘进时同时进行, 以便于实现及时支护。假如用爆破掘进法, 用锚杆和木棚进行支护时, 需要在爆破的过程中进行, 这样有利于提高掘进速度, 这种方式也就是支护和清渣在同一个巷道同时进行, 我们把这种方式叫作同段平行作业。

对于同段交叉作业和同段顺序作业。当掘进与支护可以在同一巷道中划分时间段进行时, 适用于对巷道施工时间和进尺要求比较宽松的工程。如果在同一段巷道中将掘进支护分别看成一个整体, 先做完一项, 再去进行下一项, 这样成为同段顺序作业。对于这两种作业来说利用率较低, 如果在劳动组织上采用专职工人作业时人员利用率也低, 其效率也会降低。

4 结语

对于传统的岩巷作业线来说, 岩巷运输占用时间较多, 影响快速掘进, 所以需要从机械选择、作业方式以及其作业轨迹等不同的方面进行合理安排、合理分析, 不断优化, 从不同的方面进行改进。

摘要：伴随着我国煤炭行业不断快速地发展, 煤矿在采煤技术及采煤方式这两个方面有着长足的进步。促使采煤行业机械化水平呈现迅速提升的趋势, 但岩巷掘进发展普遍较低。本文从分析掘进装备的影响, 到掘进机掘进轨迹分析, 岩巷掘进常规作业方式分析, 实现对岩巷掘进优化设计及应用分析。

关键词：岩巷掘进,设备选型及配套,掘进机掘进轨迹分析,作业方式优化

参考文献

[1]赵丽娟, 等.纵轴式掘进机截割头辅助设计与优化软件开发及应用[J].机械设计, 2016, 03:35-42.

煤矿岩巷光面爆破管理办法 篇5

为进一步加强新桥煤矿巷道光面爆破管理，有效控制岩巷超挖、欠挖现象，保证巷道成形规整，减少围岩松动破坏，促进岩巷掘进安全质量标准化再上新台阶，现对光面爆破管理规定如下：

一、光面爆破技术要点

1、坚持“重掏槽、轻剥皮”的原则，周边眼为沿断面轮廓线上打较密的炮眼，少装药，二圈辅助眼与周边眼的距离等于或稍大于300mm，爆破顺序为首先爆破掏槽眼，其次是辅助眼，最后是周边眼及底眼，由内向外顺序起爆。

2、光爆参数在不同的岩层中各有差异，根据巷道围岩条件变化情况，炮眼布置方式、炮眼数量及炮眼装药量等参数均可适当调整，调整范围不大于10%。

二、严格进行过程管控、保证光爆成型

（一）轮尺定位

1、方法一：

利用巷道中线和腰线在巷道迎头找出直墙半圆拱的圆心和拱基线，在拱基线上方，以直墙半圆拱半径画圆即为直墙半圆拱断面的拱部轮廓线；巷道帮部轮廓线为拱基线与拱线交点的铅垂线，在拱部轮廓线和帮部轮廓线上按爆破图表规定的眼距即可标定炮眼眼位。

此方法适合于巷道迎头积矸较少的断面。

2、方法二：

延伸巷道中线到巷道迎头，找出直墙半圆拱拱顶，在拱顶垂线上自拱顶向下一定的距离A，以A为中点向左右水平量取距离L，找出轮廓线的1、2两点，用同样的方法找出3、4、5、6……点，将1、2、3、4、5、6……点用弧线连接起来即为巷道直墙半圆拱轮廓线。

此方法适合于巷道迎头积矸较多的断面。

3、画好巷道轮廓线后，验收员根据巷道炮眼布置图用白灰标出 眼位。点眼位时，由班长（或组长）进行并由验收员监督按照施工爆破图表中所规定的炮眼位置进行点眼位工作。点眼位时，使用白漆首先将巷道一圈眼、二圈眼轮廓定出，然后依次标出掏槽眼、一圈眼、二圈眼、周边眼的位置。

4、针对于周边眼的眼位，要根据巷道围岩情况进行调整，如果巷道岩石较为坚硬（中砂岩），周边眼眼位可超出巷道轮轮廓线50mm，如果岩石一般坚硬（细砂岩、砂质泥岩）可在轮廓线上直接点出，如果岩石较为破碎或不坚硬（泥岩、铝质泥岩、页岩）可在轮廓线内50mm点眼位。画眼位时，使用白灰刷长度为50mm、宽为40mm的白线。

（二）导向打眼

打眼时必须使用导向棍，利用验收员在迎头拉的中腰线确定炮眼位置及角度，先按中腰线施工各类炮眼的导向眼，然后插入导向炮棍，坚持导向打眼，确保打眼的角度。每打好一个周边眼，在周边眼内插入一根导向棍。导向棍使用要求如下：

1、材料及规格：

直径35mm的木棍，长度为2500mm，刷红白相间300mm的油漆，每个开拓头面35根，且保证平直、圆滑、无毛刺。

2、具体使用方法：

打辅助眼及底眼时，要求每一台正在施工的凿岩机配一根导向棍进行角度控制。

打周边眼时，要求每打好一个周边眼必须插入一根导向棍进行角度控制。

打周边眼或辅助眼时，验收员必须在现场监督施工导向眼。在验收员根据巷道坡度、角度以及炮眼的设计角度，设置好钻杆方向，首先打导向眼，炮眼打好后每个炮眼插入一根导向棍，导向棍外露长度不得小于1000mm，利用坡度规校定导向棍的方向及倾角。根据导向 2 棍的角度施工其他炮眼。

打底眼时，验收员根据巷道坡度、角度以及炮眼的设计角度，设置好钻杆方向，先打正中的底眼，炮眼打好后插入一根导向棍，导向棍外露长度不得小于1000mm，利用坡度规校定导向棍的方向及倾角。根据导向棍的角度施工其他炮眼。

每次施工完炮眼后，验收员负责将导向棍回收放好，便于下一循环使用。

（三）炮眼施工要求

1、周边眼的间距不超过300mm，周边眼与最外圈辅助眼排距控制在300～350mm；打底眼时抬高控制在200mm以内；掏槽眼深度比其他炮眼大200mm，并在水平面内有15°～20°的夹角便于楔形掏槽。

2、当岩石较硬时，周边眼施工时可向外偏2°～3°范围之内。

3、各炮眼必须准确地打在点好的眼位上，上下左右误差不得超过20mm，尤其周边眼更不得有误差。炮眼的角度允许偏差为1°，深度允许偏差为±50mm。每次打眼时，验收员必须在迎头根据爆破图表，使用坡度规和圈尺根据爆破图表中设计的炮眼验收每个炮眼的角度和深度。

三、岩巷光面爆破考核办法

1、现场施工无坡度规、尺子、线绳的，罚验收员100元/次。

2、打炮眼前，验收员要将中、腰线延至迎头，按要求进行轮尺定位；中、腰线延线误差超过100mm，或轮尺定位误差超过50mm，罚验收员50元/次。不轮尺定位、未按光爆图表画出轮廓线进行打眼施工的，罚验收员、班长、跟班队长各100元/次。

3、凡未配齐导向棍的，每次罚队长、技术负责人各100元/次。导向棍不完好的，罚跟班队长50元/次。工作面打眼施工中未使用导向棍的，罚跟班队长、班长、验收员各100元/次；导向棍使用不规 3 范的，罚跟班队长、班长、验收员各50元/次。

4、打眼工必须严格按光爆要求，根据巷道坡度、方向，参考导向眼进行打眼，发现一次不按眼位打眼（偏离眼位超过30mm）、或炮眼角度、方向、深度、间距不符合规定，每处罚跟班队长、当班班长和打眼工各50元。

5、现场检查发现3处及以上炮眼间距超过规定的对责任区队按照A类一般隐患进行考核。

四、本管理办法自2015年7月1日开始执行。

岩巷应用 篇6

关键词：掘进机大坡度半煤岩巷研制应用效益

中图分类号：TD421文献标识码：A文章编号：1674-098X(2011)03(a)-0000-00

引言

采区准备工程都存在着大倾角巷道下山掘进问题。而现在的半煤岩巷道坡度超过掘进机额定掘进坡度时，常采用放炮掘、耙斗机出渣、轨道运输等方法施工，月平均进尺40～60米，施工速度慢。尤其是在某些特殊工况（如采掘面在桥梁、建筑物下面时）又严禁炮掘，只好改变巷道角度、长度，不仅增加了工作量，而且不能保证水平和采区正常接替。而普通巷道掘进机工作坡度一般在±16°范围内，实际上，在10度以上的坡道上完成切割、收料等工序都是很困难的。所以开发研制大坡度掘进机很有必要。

1大坡度掘进机的特点

1)行走马达适应于下山-200高履带的要求 高齿履带板在设计上采用优质合金铸钢材料制造，能够有效地保证其运行的可靠性。采用进口110kn.m行走马达减速机，以保证设备具有充足的行走动力。2)设置行走辅助倒车油缸 为了提高掘进机的行驶安全性，配备行走辅助倒车油缸组件，为特殊路况的安全行驶和掘进工作提供了有效保证。3)设置后支撑稳定油缸 由于大坡度下山掘进及后配套转载机的需要（转载机使掘进机重心后移），掘进机重心相对履带中心的前置量，应比普通掘进机（适用坡度为±16°）减少150mm左右，使机器在大坡度下山掘进及平巷掘进时保持最佳的纵向稳定性。4)液压系统适应下山-200工作的要求 采用半封闭式液压回路系统，保证机器在-200的情况下能够正常工作，有利于保证液压元器件的正常使用寿命。这就要求各液压元件得到更强劲的驱动力，大坡度掘进机油泵电机功率设定为132KW，比普通型掘进机油泵电机功率110KW提高20%。5)提高第一运输机运料能力 大坡度下山掘进，刮板链容易在前部回链处堆积而产生卡链、跳链故障，因此对输送机的张紧机构提出了较高的要求。使用进口大排量马达，以提高运输机的运输能力，装运能力为240 m3/h。解决了大坡度物料运输卡料的难题，使掘进机效率得到提高。6)保证下山-200度铲板收料效果 铲板采用流线型外形专用铲板，具有更高的强度，适应于大坡度巷道工作。星轮转速为30r/min,转载能力240 m3/h,在不影响截割部下切的情况下尽量加大扒抓的高度，可以保证收料能力。7)电气系统具有综合保护功能 电气系统采用进口专用控制器控制，防护等级IP67，并配有中文液晶显示屏，能适时反映机器工况，各项保护和显示功能齐全，性能可靠。电气系统的稳定性，具有综合保护功能。

2设备配套

半煤岩巷巷道宽4.0～4.5m，高2.2～4.0m，断面12～16 m2破岩厚度0.5～2.0m，岩石硬度f=6～8、局部f≤10，组成EBZ-200型大坡度掘进机＋SZD800/11G桥式转载机＋DSJ80/40/2×75P带式输送机，组成快速半煤岩巷机械化作业线。

3综掘工艺方法及劳动组织

1)正常施工工艺 正常掘进时工艺流程为：交接班→安全检查→延接皮带→开机检查→掘进机切割掘进（自动出岩、喷雾洒尘）→敲帮问顶→打临时支护→打锚杆挂网支护→安全检查

2)特殊工艺 如果在掘进过程中，遇见煤层变薄或岩性较硬，切割困难，切割材料消耗大，经济上不合理的情况下，可辅助采用中深孔预裂爆破方法松动岩石，之后再使用掘进机切割。如遇煤层歼灭带或煤层厚度小于0.7m岩性较硬时，采用光爆法爆破掘进。

3 )截割示意图及说明：

①图中的箭头表示切割方向，切割时先在煤层中部进刀，竖向切割下部煤（岩），然后依次向上切割，进刀深度为0.5m为宜，待截割完毕且打设完锚杆后，再进行下一个循环，往复进行。②岩性较硬时，先采用中深孔预裂爆破方法松动岩石后，再依照上图箭头所示的截割方式进行切割。③当掘进底板时，应将铲板降至最低位置。④当岩性较软时，可直接采用上图所示的截割方法进行割煤（岩），所破落煤（岩）经掘进机自动出岩到伸缩皮带再到胶带输送机，掘进机切割一个循环后停机，掘进机向后退，支护顶板，进入下个循环。

4)过破碎带时的施工方法 遇见破碎带时，缩小锚杆间排距为600mm×600mm，每次掘进进尺控制在0.6m～0.8m，围岩破碎严重时，采用风镐、镢头掘挖，每次控制在0.6m，然后刷大成巷，再打锚杆挂网，按照设计要求打锚索，进行加固稳定围岩，锚索必须及时跟进工作面与锚杆同时安装。

5)劳动组织及作业循环 巷道掘进采用“三八”制循环作业（一天3班，每班8h）。循环进度1.6m，每班两循环。为保证正规循环作业的完成，工作面施工作业必须根据劳动组织人员配备，合理安排工序，工序和工序之间尽量做到交叉进行、平行作业，以充分利用工作时间，提高工时利用率。

4应用效果

EBZ-200型大坡度悬臂式掘进机正常使用月份平均进尺110m，最高月份进尺140m。切割底板普氏系数在4～6的砂岩比较优越，可直接破顶、底施工，卧底厚度达2.2m左右，因为是截割破碎，破碎比较均匀，基本上不需要人工破碎，即可运出。大大加快半煤岩巷下山的施工速度，提高了生产效率，减轻工人的劳动强度，改善作业环境，有效保证采区的正常接替。

5结语

EBZ-200型大坡度悬臂式掘进机及配套设备性能参数确定合理，作业线流畅、性能稳定。改善工作环境，减少施工人员、减轻工人劳动强度，保证施工安全，大大加快了半煤岩巷大坡度掘进施工进度。有效促进采区的正常衔接与矿井实现高产高效，产生显著的经济技术效益，具有较好的推广应用前景。

但由于履带板齿牙较浅，虽有侧油缸助力，在坡度超过-20°情况下爬坡效果仍不理想，有待进一步改进。

参考文献

[1] 煤巷掘进机施工工艺标准[S].中国煤矿论坛.

[2] 邓勇.硬岩掘进机施工技术及工程实践[M].天津大学出版社,2010.

[3] 吴俊辉.最新矿山井巷掘进工程施工新工艺新技术与工程施工质量检查验收标准规范及国家强制性条文[K].中国煤炭工业出版社,2007.5.

岩巷快速掘进排矸系统应用 篇7

1 大断面全岩巷道快速掘进技术

采用新型配套设备实现快速掘进, 设备主要包括LWl50C型挖斗装岩机、SS20B型梭式矿车、皮带转载机及无极绳绞车等。掘进迎头放炮后, 采用挖斗装岩机将矸石耙装至梭式矿车内, 无极绳绞车牵引矿车在900mm轨距的轨道上运行, 完成出碴任务。梭式矿车的箱体内部有一套刮板输送装置, 它可以自动的将矸石铺满整个车厢, 并可把矸石转载到另一个梭式矿车上。梭式矿车被拉到卸矸场时, 利用刮板输送装置把矸石卸出到皮带转载机上, 皮带转载机直接将矸石转运到lt矿车外运。实现了装碴、出碴工作快速连续作业。

2 设备选型

2.1 装载机选型

按照装载机应满足的生产能力和实际情况, 可选用LWl50C型挖斗装载机。

其主要技术参数:电机功率:45 k W电压;660V;生产率:150m3/h;最小转弯半径:13m。外形尺寸:8940×2050×2420m m (长×宽×高) 。

2.2 梭式矿车选型

按照出渣能力要求, 选用SSD (B) 20型梭式矿车 (2辆) , 其主要技术参数为:装机功率:2×22k W;电压:660V;容积:20m3;卸载时间:2.5min;自重:20.2t;外形尺寸:12940×l800×2680mm (长×宽×高) 。

2.3 绞车

根据运送梭式矿车要求, 选用JD一40型绞车改造为梭车使用。其技术参数为:电机功率:40kw;电压:660V:运行速度:1.1 m/s;钢丝绳:6×19~18。

2.4 皮带输送机

根据运输要求, 选用SPJ一1000型皮带输送机。其技术参数为:电机:18.5k W;电动滚筒;电机电压:660V;皮带:1000mm;输送量:350t/h;带速:1.6m/s。

2.5 喷浆机

根据生产需要, 选用PJ一5B型混凝土喷砼机2套。其技术参数为:生产能力:5.8m3/h;工作电压:660V;电机功率5.5k W。

3 后路保障体系

3.1 设备设施安装运行技术要求

根据梭式矿车技术参数, 确定在上帮铺设轨道轨型为30kg/m, 900m m轨距, 轨道中心线距上帮为2100m, 高度为腰线下900m m, 枕木规格为1 600×l60×160m m (长×宽×高) , 枕木间距≯600mm, 轨距水平误差≯5mm, 轨面及内侧错差≯2mm, 轨缝≯5mm。

3.2 梭式绞车安装及运行

1) 安装。梭式绞车:安装在卸载皮带机尾外1 5m位置, 采用地锚方式固定, 每125m移动一次 (每月一次) 。牵引钢丝绳一端 (主绳) 与储绳车固定, 另一端 (副绳) 通过回头轮缠绕在储绳车储绳滚筒上, 并使用索具将滚筒稳固。

回头轮:安装在工作面轨道终端, 回头轮边沿与轨道中心线重合, 采用地锚方式固定, 每33m移动一次 (梭式矿车及挖爪装载机总长度) 。

储绳车:外形尺寸1700×1 800×770mm (长×宽×高) , 一端与梭式矿车使用标准连接件连接在一起, 另一端与梭式绞车滑头固定。

信号及牌板:在卸载皮带机尾、装载机司机位置各安设一组语言打点信号及开车红灯, 绞车房设置运输岗位标准化作业牌板, 行车区段两端设“行车不行人”警示牌板。

2) 运行。装矸完毕后, 由专职信号工发送开车信号, 梭车司机开动梭车至卸载皮带机尾, 待梭式矿车与卸载皮带搭接后, 发送停车信号, 梭车司机停车闭锁后, 离开岗位进行梭式矿车卸载工作, 梭式矿车卸载完毕, 司机回到绞车位置, 信号工发送开车信号, 梭车司机开动梭车至装载机尾, 待梭式矿车与装载机搭接后, 发送停车信号, 梭车司机停车闭锁。

3.3 卸载皮带安装及装卸载

安装:卸载皮带长度50m, 采用框架式吊挂方式 (每5m一个吊挂点) , 沿轨道中心线安装。运行:梭式矿车到位与卸载皮带搭接后, 开动皮带, 与电机车司机、刮板输送机司机共同配合进行矸石装车工作。

3.4 装载机装矸

工作面放炮工作完成后, 开动挖斗装载机至工作面外30m左右处, 将扒爪下落到轨面位置, 推行15m左右至矸石洒落处开始扒矸、装矸, 同时开动梭车牵引梭式矿车与装载机搭接好并随装载机同步前移, 装矸完毕, 切断梭式矿车供电电源并牵引至卸载皮带卸载。

4 结论

实践证明, 通过应用新型配套运输系统以来, 取得了较好的效果。掘进进尺得到稳步提高。有利于安全生产和生产接续, 具有显著的社会效益和经济效益。

参考文献

[1]陈炎光等.中国采煤方法.徐州:中国矿业大学出版社, 1997.

[2]洪允和.煤炭开采方法.徐州:中国矿业大学出版社, 1997.

[3]钱鸣高等.采煤工艺学.徐州:中国矿业大学出版社, 1992.

岩巷掘进超前临时支护的应用探讨 篇8

关键词：煤矿,临时支护,岩巷应用

1 概况

五沟煤矿地处淮北市濉溪县境内, 北距淮北市50公里, 东北距宿州市35公里, 井田属临涣矿区, 地质条件中等复杂, 开采面积15KM, 可采储量4000万吨, 4个主采煤层 (72、81、82、10煤) 平均总厚度10.69米, 煤种为主焦煤, 煤质优良, 是国家鼓励提倡的洁净环保用煤。矿井设计年生产能力60万吨, 服务年限52年, 2004年年底筹备, 2005年6月25日开工建设, 2008年5月22日实现联合试运转, 2008年9月12日, 顺利通过省发改委对矿井及选煤厂的竣工投产验收, 矿井正式建成投产, 矿井累计总投资11.25亿元, 投产当年矿井完成原煤产量100.79万吨。采用立井、暗斜井开拓方式, 矿井主要开采二叠系煤层, 煤层倾角10°~25°, 煤层结构复杂, 以贫瘦煤为主。煤层厚度变化较大, 一般在3.5~9.0, 部分地段煤层极不稳定, 地质构造复杂, 断层发育且多伴生小断层成组出现, 煤层平均厚度为7.5m属于煤与瓦斯突出矿井。

2 存在的问题

通过对矿区近几年各类事故情况分析, 发现顶板事故所占比例大, 岩巷掘进顶板事故在煤矿事故中占居前列, 冒顶事故对矿井安全生产危害极大。因此, 从多角度和深层次剖析研究冒顶事故发生的原因, 认为冒顶事故的发生, 一般与矿山地质条件、生产技术和组织管理等多方面因素有关, 其中自然地质环境和恶劣的地质条件是孕育惨痛顶板事故的根源。

顶板事故的形成过程 (或条件) :煤炭在地下开采, 直接受上覆岩层压力的影响。因开拓、掘井或采煤, 破坏了原有地层的平衡状态, 造成矿山压力分布不均匀。这种分布不均匀的压力作用在巷道或回采工作面及四周的煤、岩体上, 一旦超过巷道或顶板的支撑力, 顶部或帮部煤体或岩体冒落下来, 造成伤人事件发生。

科学合理地开拓设计、布置巷道, 在充分查清矿区地质条件的基础上, 井巷工程设计过程中, 要避免在地质构造线附近布置巷道, 因为垂直于地质构造线方向的压应力最大, 是岩体产生变化和破裂的主要因素。要避免在断层、节理破碎带、泥化夹层等地质构造软弱面附近布置巷道。围岩的次生应力与原岩应力和侧压系数有关, 应将巷道布置在顶板压力不会太集中, 顶板稳定性较好的部位。

总结规律, 找到一种“科学预测, 超前预报, 事先防范”的预防顶板事故途径, 以期在实践中正确指导煤矿安全生产工作。如何有效控制顶板, 防止顶板事故, 仍是当前急需考虑的问题。通过实践, 五沟煤矿岩巷掘进工作面采用1寸钢管做超前临时支护, 有效地控制顶板事故发生, 从基础杜绝了顶板伤人事件, 取得良好的经济效益和社会效益。

3 超前临时支护设计参数及操作方法

3.1 工艺及参数要求:

3.1.1 放炮后找顶、喷护顶浆 (不小于30mm) 。

3.1.2 采用特制6根1寸钢管 (长度3m) 、间距600~800mm, 钢管上部铺金属大眼网进行护顶。

3.1.3 护顶宽度 (弧长) :2.4~3.2m。

3.1.4 临时支护长度最长2.8m。

3.1.5 最大空顶距不得超过一个循环进尺加200mm距离。

3.2 超前支护具体操作方法:

3.2.1 打上部眼 (周边眼) 时, 按巷道中线对称打6个超前钻孔, 要求钻孔深度比周边眼深300~400mm, 眼间距600~800mm。

超前钻孔禁止装炸药。

3.2.2 放过炮后, 施工人员及时进行敲帮问顶、喷护顶浆。

然后把1寸钢管穿入超前钻孔内 (深度300mm) , 后端与锚杆或金属大眼网用10#铁丝双股双排扣联结固定。

3.2.3 顶部金属大眼网固定时, 应把最前一排锚杆螺母去掉, 新

网与老网进行压茬, 压茬好后再上螺母拧紧, 新网与钢管连接应用10#铁丝固定。

3.2.4 只有顶部 (最少宽度2.5~3.0m) 采用锚网支护后, 方可去掉钢管。

3.2.5 临时支护钢管去掉后, 必须喷浆盖严金属大眼网, 否则不得炮破。

3.2.6 上山掘进时, 所使用的1寸钢管必须有防止下滑设施。

3.3 其它要求

岩石条件差, 顶板破碎的情况下, 放炮前必须施工超前锚杆, 方向与巷道的方向成45°, 位置为巷道的顶部, 数量根据巷道的断面确定, 但不得少于三根, 放炮后采用锚网喷临时支护。

4 巷道掘进临时支护问题

采用三根吊挂前探支架做为临时支护。前探梁采用矿用11#工字钢钢制作, 长度大于3.0m, 用吊环固定。中间一根沿巷道中线布置, 两侧前探梁距中间一根1.0m, 每根前探梁不少于2个固定点。前探梁到迎头的端面距不得大于0.3米。前探梁上方使用专用方木 (规格1600×120×3200mm) 、构木、木契等, 超前支护距两帮端面距不超过0.3米。

吊环的强度要与前探梁的强度相匹配。上吊环的锚杆必须留有40~100mm的丝扣, 以保证吊环的牢固。吊环必须全部上入锚杆, 要求上紧上牢上满丝;在前探梁临时支护掩护下, 再进行其他工作。

架设前要先进行敲帮问顶, 清理浮矸活石, 然后前移前探梁。前探梁临时支护操作规程:

4.1 使用前, 首先检查吊环有无变形、开焊、丝口损坏, 并检查锚杆的初锚力, 要求不小于设计值。

4.2 放炮后, 首先进行敲帮问顶, 处理工作面活矸, 然后将四个吊环分别固定在间隔1600mm的第三排及第一排锚杆上, 要求:

吊环螺母进入锚杆不小于20mm, 然后将前探梁插入吊环内。两根前探梁在巷道正中布置间距1000mm。

4.3 将金属网平铺在探梁以上, 并与后边的金属网搭接, 搭接长

度不小于200mm, 金属网之间采用8#铁丝逐孔穿接, 铁丝端头与金属网扭接牢固。

4.4 接着把四根方木成“#”字型放在前探梁上 (金属网以下) 摆平放正, 方木间距1000mm。

4.5 在方木间均匀布置四至六根构木接顶, 并用木契打紧打牢,

其位置以不影响打锚杆为原则, 同时要求在前探梁末端, 也必须用方木及构木将前探梁与顶板之间的空隙构紧构牢, 上方木前, 必须将网铺设好。

4.6 在安设、前移前探梁时, 必须有专人观察顶板的变化情况。

4.7 每完成一个循环前探梁必须向前移一次。

5 结论

通过使用超前临时支护, 该超前支护操作简单易行, 安全性高, 能够有效控制顶板事故发生, 降低顶板事故伤人事件的发生, 经济效益及安全系数显著, 达到了预期效果, 值得进一步推广应用。

参考文献

[1]勾攀峰, 张盛.钻孔淋水对树脂锚杆锚固力的影响分析[J].煤炭学报, 2004 (6) :680-683.[1]勾攀峰, 张盛.钻孔淋水对树脂锚杆锚固力的影响分析[J].煤炭学报, 2004 (6) :680-683.

[2]高喜才, 伍永平, 董柏林.复杂围岩环境大断面斜井筒耦合支护技术实践[J].煤炭工程, 2008, (1) :43-45.[2]高喜才, 伍永平, 董柏林.复杂围岩环境大断面斜井筒耦合支护技术实践[J].煤炭工程, 2008, (1) :43-45.

[3]董方庭.巷道围岩松动圈支护理论及应用技术[M].北京:煤炭工业出版社, 2001.[3]董方庭.巷道围岩松动圈支护理论及应用技术[M].北京:煤炭工业出版社, 2001.

滞后喷浆施工在岩巷施工中应用 篇9

目前, 国内大多数岩巷施工都采用“掘支”交替循环作业, 岩巷单进保持在60 m/月的水平, 尽管投入新的掘进设备, 不断革新支护技术, 仍然不能明显提高岩巷单进水平, 始终保持在60 m水平, 为提高二水平的施工速度, 解决接替紧张的实际, 云驾岭煤矿在二水平皮带大巷采用滞后喷浆新工艺。

1 支护理论

岩体象其他材料一样, 在载荷作用下会产生变形, 如果载荷不断增加, 变形也不断发展, 最后会导致岩体的破坏。材料的的力学性质是天然岩块和其结构弱面力学性质的综合反映, 在岩体的总变形中必然包括结构体和结构面的变形成分, 通常前者可分为结构体的压缩变形和形状变形, 而后者则可分为结构面的压密变形和剪切滑移变形, 有的结构体还由于剪切过程中的摩擦作用而发生转动, 这种现象与剪切滑移变形等结合在一起, 会使岩体出现扩容现象, 也就是岩体在载荷作用下, 在其破坏之前产生显著的非弹性体积膨胀。因此, 岩体变形时除了出现与岩石试验相同的那种横向变形外, 还出现因“扩容”而造成的侧向扩张, 总体讲, 岩石产生变形和破坏的过程分为四个阶段: (1) 压密阶段。在完整致密的岩体中, 这个阶段很短, 甚至没有;相反地, 在裂隙发育或处于破碎带的岩体中, 则需要相当大的载荷才能完成这一阶段的变形。这个阶段中, 由于岩体中的结构体尚未产生很大抗力, 所以岩体主要产生明显的纵向变形, 而侧向变形几乎没有。 (2) 弹性阶段。如果载荷继续增加就会进入第二个阶段—弹性阶段, 在这个阶段中, 结构面和结构体的特性都起作用, 但主要是结构体开始承载和开始变形, 因而, 这时弹性变形是岩体变形主要组成部分。它的特点是随着载荷增加, 其变形基本上按比例增长。 (3) 塑形阶段。加载过程中当应力达到屈服点以后, 岩体变形就进入第三阶段—塑性阶段。在这个阶段中, 与结构体变形的同时, 伴随着结构面的剪切滑移变形, 且变形成分主要是结构面滑移, 岩体的扩容现象也越来越明显, 但塑性变形阶段的显现过程与结构岩块本身的性质有很大关系, 对于坚硬脆性岩块, 其塑性变形阶段不明显, 而对软弱岩石, 其塑性变形阶段很长。一般来讲, 在塑性阶段中, 微破裂已经开始逐渐增加, 而且存在应变强化现象。结构体在塑性变形过程中会产生歪曲、扭动, 最终导致结构体沿结构面首先滑移。在这个阶段中, 变形是缓慢的, 有时会出现蠕变、松弛等流动现象。 (4) 破坏阶段。在塑性阶段中, 随着载荷的增加, 其变形增长率不断增大, 当应力增加到极限强度时, 岩体会沿着某些破损面滑动, 于是进入第四阶段—破坏阶段。在这个阶段中, 岩体内不仅出现因结构面滑移和结构体转动而产生的内部空洞, 而且原有裂隙展, 并开始发展新的裂隙。因而, 岩体的体积大大膨胀, 且由于岩体已开始破坏, 纵向变形也大为增加。在破坏阶段中, 岩体出现破裂并不意味着岩体已完全破坏, 从这个观察点来看, 多裂隙岩体实质上就是作用力达到并超过极限强度而发生了破裂的岩体。

由以上所述岩体破坏的四个变形阶段特点可以看出, 巷道开挖以后, 原有的天然应力状态被破坏, 围岩中应力重新分布, 切向应力增大的同时, 径向应力减小, 并在洞壁处达到极限, 这种变化促使围岩向巷道临空区变形, 围岩本身的裂隙发生扩展, 力学性质随之不断变化。在围岩应力条件下, 切向应力在洞壁附近发生高度集中, 致使这一区域岩层屈服进入塑性工作状态, 使应力集中区从岩壁向纵深发展, 假若不采取支护措施, 临空塑性区将随变形加大而出现松动破坏。由于塑性区的出现, 围岩的应力状态改变, 这种变化对支护体来讲具有两个力学效应: (1) 围岩中切向应力和径向应力降低, 减小作用于支护体上的载荷。 (2) 应力集中区向围岩深部偏移, 减小了应力集中的破坏作用, 在进入塑性变形阶段后, 必须采取支护, 控制巷道围岩进入破坏阶段, 利用该方案找到最佳支护时间段, 既避免了岩石在弹性变形阶段的强大变形能量对支护体的破坏, 避免了岩体变形进入破坏阶段, 在进入塑性变形后进行喷浆支护, 充分发挥支护体承载作用, 也是解决问题的关键切入点。

2 试验方法

现场应用情况:2007年7月至2007年11月在云驾岭煤矿二水平皮带大巷实施该方案。

2.1 巷道出货系统

巷道出货系统为扒岩机跟头, 电瓶车牵引小罐单道运输作业, 巷道施工断面为:毛宽4800mm×毛高3 600 mm, 循环进尺1.2 m, 循环出货45罐。

2.2 支护参数

针对巷道围岩为Ⅰ、Ⅱ类较坚硬稳定岩层时, 支护参数如下:帮锚杆采用φ18mm×2000mm的左旋螺纹钢锚杆, 1卷Z2360树脂药卷和一卷Z2330树脂端头锚固, 顶锚杆采用φ22mm×2400mm的高强左旋螺纹钢锚杆, 2根Z2360树脂药卷端头锚固, 顶锚杆药卷搅拌及预紧采用风动锚杆钻机初次预紧后再用气扳机预紧, 扭矩不小于300 N·m;帮锚杆药卷搅拌及初次预紧采用风动煤钻, 然后用气扳机再次预紧, 扭矩不小于200 N·m。

锚杆间排距为800 mm×800 mm, 三花布置, 顶锚杆托盘采用120 mm×120 mm×12 mm的加厚左旋螺纹钢锚杆专用托盘, 锚杆拧紧螺母与球形垫间必须加有增压尼龙垫圈, 帮锚杆托盘采用150 mm×150 mm×10 mm的铁托盘, 托盘要紧压金属网。

网片采用网格为950mm×1200mm的φ6.5mm钢网, 网全铺, 每钩必联。喷射砼厚度为150 mm。

2.3 具体施工方法

当巷道围岩为Ⅰ、Ⅱ类较坚硬稳定岩层时, 采取滞后喷浆, 喷浆距迎头位置为耙岩机后6 m范围, 采取滞后喷浆, 喷浆距迎头位置为耙岩机后6 m范围, 当移机后, 喷浆距迎头最远距离不大于41 m, 两帮锚杆滞后迎头支护距离不大于6 m。施工方法:掘进班支护顶、支护帮 (两帮锚杆距迎头不大于4 m) 平行作业, 放炮前, 必须先支护帮, 距迎头不大于2.5 m;喷浆班在规定支护范围内与掘进班平行作业。

3 试验结果

在二水平皮带大巷实施完成后, 单进水平由原来的66 m/月提高到90 m/月, 工效由原来的0.06 m/工提高到0.075 m/工。

巷道支护情况:采用滞后喷浆施工方法后, 巷道内在质量达到支护要求, 经过日常监督检查, 确保施工工程达到施工要求, 喷浆后, 巷道较少的出现浆皮开裂现象, 经过十字观测点表明, 巷道变形量较以前有大幅减小, 支护体强度得到充分体现, 防止了巷道在进入塑形变形区域前就被破坏的问题, 支护体起到最大的承载目的。

通过方案的实施, 理论上不受喷浆班和支护班的影响, 实现24 h连续出货, 解决了出货难的问题。

4 经济效益和社会效益

通过云驾岭矿二水平皮带巷实践应用, 提高单进24 m/月, 5个月提高进尺120 m, 创经济效益约33万元, 年创经济效益约322万元。

采用该方案后, 能够大幅度提高人工作业效率, 对提高巷道单进水平有较大促进作用;确实提高了巷道施工质量, 实现安全生产;能够提高工人工资水平, 对鼓舞职工士气起到积极作用。

摘要：云驾岭煤矿二水平皮带大巷施工中, 采取滞后喷浆新工艺, 采用了让压原理, , 取得了明显的支护效果, 解决了巷道支护变形快, 施工不能平行作业的难题, 使施工速度明显提高, 而且保证了施工安全, 满足了使用要求, 在同类巷道支护中具有操作简单、支护可靠等优点, 具有较强的适用性。

岩巷快速掘进技术在新河矿的应用 篇10

1 工程概况

新河矿井是目前河南煤业化工集团焦煤公司唯一的基建矿井, 2008年3月开始建设, 设计生产能力年产60万吨。12采区轨道运输上山是-504水平12采区主要运输大巷, 其主要功能为构建12采区生产运输能力, 巷道全长998.82m, 其中坡度为18°长40m, 坡度为14°长52.08m, 坡度为9°长215.59m, 坡度为11°长641.15m, 上平道长50m, 巷道断面为直墙半圆拱形, 规格为4300mm×3650mm。该掘进工作面主要岩性为中粒砂岩。巷道采用锚网喷支护, 锚杆间排距为800mm×800mm, 误差不大于100mm。拱部锚杆锚固力不小于120kN, 预紧力矩不小于200N·m;帮锚杆锚固力不小于100kN, 预紧力矩不小于150N·m。打锚杆时拱基线以上拱部及两帮直墙部分均铺设金属网片, 金属网规格2000mm×1000mm, 网格100mm×100mm, 搭接100mm, 间距200mm采用14#铁丝双股绑扎。喷砼厚度150mm, 喷砼强度等级为C20。

2 施工方法

2.1 设备及工机具配备

YT-28型凿岩机6台, MQT-130J锚杆机1台, P-90B型耙斗装岩机1台, PZ-5B型喷浆机2台 (1台耙矸机后复喷使用) , JD-4型绞车两部, 风镐3台。

2.2 劳动组织

巷道施工采用“三八”制作业形式。两掘一喷, 每天三班一个循环, 循环进尺3.6m, 平均日进3.6m。当遇到地质条件发生变化, 如遇软岩、断层、破碎带等时采用一掘一喷。

2.3 工艺流程

优化传统施工工艺流程, 科学组织, 实现最大限度地安排平行作业。由技术负责人现场跟班, 现场检查工序间的衔接情况, 摒弃窝工现象, 测试优化后各工序的耗时。进现场优化调整后正规循环为[2]:

“采用光面爆破法施工, 打上部眼 (出矸) →耙下部矸→打下部眼 (出矸) →打帮锚 (出矸) →连线装药→爆破→打顶锚 (出矸) →初喷”。

完成上述工序视为一个循环。

2.4 作业方式

两掘一喷为一个循环。若地质条件发生变化, 遇软岩、断层、破碎带等时, 采用一掘一喷。锚网喷支护时, 采用初喷紧跟迎头的支护方式。喷砼厚度150mm (根据施工情况可调整为分次喷砼) 。

为了保证正规循环作业的完成, 掘进工作面施工作业必须合理安排工序, 工序与工序之间尽量做到交叉进行、平行作业, 以充分利用工作时间, 提高工时利用率。 (表1为支护参数表) 。

3 实现快速掘进的关键环节

3.1 内部市场化管理

内部市场化管理是企业管理的根本, 是焦煤公司迅速发展的法宝之一, 将内部市场化管理机制推向班组、个人, 强化了职工的成本意识。

3.1.1 细化职责, 加强考核。

在矿内部市场化平台的基础上, 施工单位加强精细化管理, 细化考核单元。材料消耗被纳入市场化机制, 实现“区队对班组、班组对个人”考核, 形成了人人有指标的管理模式。在配件消耗上, 设备、工机具包机到人, 编号管理, 建立考核台账。对维修配件费用消耗进行考核, 由区队考核班组, 班组再考核到个人。

3.1.2 做好成本管控和源头管理。

区队成本管控, 关键看工作现场。为严控成本, 该区队从岩巷光爆、顶帮锚间排距管理入手, 严格成本管控。从施工工艺等源头上, 每个班组都严格控制材料投入, 努力降低生产成本;在管理细节上, 确保每个班组都做到精细化管理, 提高工效。

3.2 激励机制

(1) 开展劳动竞赛, 加大奖励力度, 建立系统的激励机制。 (2) 严格“多劳多得”制度, 控制各工种循环作业流程, 提高班组内单工种工效, 各工种协作配合, 班组之间形成“比一比, 赛一赛”的势头。

3.3 现场管理

3.3.1 加强爆破质量管理。

(1) 制定了爆破实施管理办法, 明确爆破终端责任人负责实施工作。 (2) 根据岩性情况编制了爆破图表及实施措施, 并根据岩性变化及时调整爆破参数, 要求现场操作必须严格按照规定的爆破图表施工。 (3) 实行“三定”打眼, 即定人、定区域、定责任打眼。由于工人所施工的炮眼位置相对固定, 也有效地保证了炮眼的质量, 便于追查处理炮眼出现质量问题。 (4) 建立爆破后分析总结制度, 详细记录每个循环各个工序具体情况, 便于进行分析和总结经验。

3.3.2 加强顶板管理。

由于循环进尺的增加, 最大控顶距较大, 所以, 必须加强顶板管理, 防止冒顶。

3.3.3 合理加大工序间平行作业时间。

各工序间能够平行作业, 是快速掘进的关键。通过对断面岩巷锚网喷支护的各道工序进行分析, 查找各道工序之间的相互衔接关系, 力争做到最大限度的平行作业。

(1) 迎头打眼。风水管 (软管) 吊挂在帮部, 导向滑轮挂在距迎头10m处平行出矸。滑轮向前3m内不得有人, 专人负责并拉上警界绳, 防止迎头施工人员误进入扒矸范围内。 (2) 迎头喷砼。管路 (软管) 挂在帮部, 导向滑轮挂在距迎头10m处平行出矸。 (3) 迎头10m范围内倒矸时耙矸机后拌料, 整理文明环境卫生。 (4) 敲帮问顶时准备锚杆机、风镐、凿岩机及支护材料。 (5) 确保矿车供应充足, 耙矸机前矸石及时排出, 力争无积矸, 实现挪移耙矸机时不停掘。

3.3.4 确保出矸系统顺畅。

掘进工作面采用“倒拉牛+中转车场”的出矸系统, 实现连续出矸。其出矸系统是:工作面→耙矸机出矸 (倒拉牛提升) →中转车场→轨道上山→轨道大巷→副井→地面。

4 施工情况

自2011年3月开始施工, 至2012年1月底, 累计进尺999m, 平均月进尺91m, 工效为1.2m/ (月·人) , 实现了快速、高效地施工。

5 结语

经过“两掘一初喷+复喷”的施工工艺、强化平行作业管理, 优化劳动组织、加强爆破技术、提高了工效, 降低了成本投入, 对提升钻爆法岩巷单进水平具有重要作用, 具有科学性、实践性, 经济效益明显, 有较好的推广应用价值。

摘要：巷道快速掘进就是采用合理的掘进破岩、装运和支护技术, 科学管理各个施工工序, 使得管理优势得到充分发挥、人力资源得到合理使用、各类设备保持有效的运转。新河矿根据施工地点围岩状况优选了“两掘一喷”与“一掘一喷”相结合的施工工艺, 优化劳动组织, 保证了生产组织的良性推进, 实现了岩巷炮掘单进水平的提升。

关键词：岩巷快速掘进,劳动组织优化,循环作业

参考文献

[1]赵学社.煤矿高效掘进技术现状与发展趋势[J].煤炭科学技术, 2007, 35 (4) :1-10.

[2]梨树煤矿岩巷快速掘进工艺, 建井技术, 2012, 4 (中) :63.

岩巷快速掘进技术探讨 篇11

摘 要：煤矿岩石巷道掘进中，影响掘进速度的重要因素就是岩石的完整性。当岩石坚硬系数f>12，掘进大断面岩石巷道，加上工作面前方的地质构造又比较模糊时，影响掘进速度较大。为加快岩巷掘进速度，在此进行研究。针对笔者所在矿岩巷比重大、单进水平低、员工士气低的现状，该矿严格按照集团公司“三降低、三提高”的活动精神，组织开展掘进爆破技术攻关活动，从2015年4月份开始通过应用直眼掏槽、小断面超前导硐施工和预留光爆层的施工方法，实现3台钻平行作业，缩短主要工序的时间消耗，有效地提高了岩巷单进水平和工时利用率。

关键词：岩巷 快速 掘进

中图分类号：TD42 文献标识码：A 文章编号：1672-3791（2016）05（b）-0031-02

该文以笔者所在煤矿每年开拓及准备大断面岩巷铺轨进尺均在5 000 m以上且呈上升趋势，以6.5 m2巷道断面为例介绍岩巷施工中通过采用直眼掏槽和小断面超前导硐的施工方法，人为创造作业空间，实现多台钻和多工序平行作业，缩短主要工序时间消耗，达到提高工时利用率和循环进尺的目地。

1 岩巷掘进现状

1.1 施工工艺

掘进工作面均采用“三班八小时”正规循环作业，每班完成一个循环，循环进度为1.6 m。掘进作业线为：J2B-1型激光指向仪定向→两台ZY-24气腿式凿岩机打眼、P-30B耙斗机出碴→电瓶车运输→矿工钢棚支护。

1.2 爆破参数选择

炮眼布置方式选择。根据矿井供气时间（早班：8：30～10：30、12：00～14：00；中班：16：00～18：00、20：30～21：30；晚班：00：00～02：00、04：00～06：00）、劳动组织安排和巷道断面大小等条件，工作面一般采用直眼掏槽分次爆破施工，每班完成一个循环、循环进尺约1.6 m、循环率为75%，月铺轨进尺一般在110 m左右。

2 改进后岩巷施工方式

2.1 施工工艺

工作面采用“三班八小时”正规循环作业，每班完成一个循环（每班完成小断面两个循环、大断面扩刷一个循环）、循环进度为2.5 m，掘进作业线为：J2B-1型激光指向仪定向→3台ZY-24气腿式凿岩机打眼→P-30B耙斗机出碴→电瓶车运输→矿工钢棚支护。

2.2 爆破参数优化

炮眼布置方式选择。根据矿井供气时间、巷道断面和劳动组织安排，工作面采用小断面超前导硐法施工，施工时先掘进小断面3～5 m，再按每班小断面两个循环、大断面一个循环的方式掘进，小断面炮眼深度为1.4 m、大断面炮眼深度为2.5 m。超前小断面巷道净宽1.4 m、净高2.4 m（预留光爆层厚一般<0.5 m），超前小断面一般采用直眼掏槽全断面一次性爆破、眼深为1.4 m，每班完成两个循环；大断面眼深为2.5 m，采用不藕合空气柱装药控制爆破技术施工。

3 取得成效及存在问题

3.1 取得成效

（1）单进水平提高。该矿从2015年4月份在区段石门施工中通过应用小断面超前导硐的施工方法，实现3台钻平行作业，有效地缩短了主要工序的时间消耗（小断面掘眼时间在3.8 h、大断面掘眼时间为3.5 h），班循环进尺均保持在2.0 m以上、月度铺轨进尺保持在130 m以上（折算5.0 m2进尺均在160 m）、循环率为75%，同比提高20 m/月。（2）火工品消耗减少。通过采用简易光爆技术施工，周边眼均采用不藕合空气柱或全长空气柱控制爆破，铺轨进尺雷管耗为20.8发/m、炸药耗为18.2 kg/m，同比原方法减少雷管0.2发/m、炸药消耗同比减少0.9 kg/m，火工品消耗持平，但巷道超欠挖得到有效控制，若采用掘进三小作业线，火工品消耗可进一步减少。（3）减少安全隐患处理时间。通过采用预留光爆层的方式进行爆破后，巷道成型效果明显改善，超欠挖得到了有效控制，每米出矸量减少2车以上，运输、提升费用减少，排矸场的排矸费用也随之减少。由于增强了围岩稳定性，爆破后在围岩上不产生明显的炮震裂隙，掘进工作面很少出现龇牙咧嘴的危石，掘进的安全程度得以提高，减少了手工处理顶帮的工作，为快速度施工创造了极为有利的条件。

3.2 存在问题及对策

（1）局部通风管理难度大，采用小断面超前导硐的方式施工，耙矸机距离小断面迎头距离一般在10 m以上，且超前导硐巷道断面空间较小，不利于风筒吊挂。（2）员工操作技能要求较高。工作面全部采用直眼施工，在应用直眼掏槽爆破中常会出现钻眼不平行导致打穿眼，或炮眼间距过大掏槽效果不好，从而影响整个爆破效果的现象，炮眼布置质量稍有偏差将造成冲炮或影响爆破效果，对操作人员操作水平要求较高。工作面采用3台钻平行施工，要求每班作业人员应保持在5人以上且必须有3人会熟练使用风钻。（3）其他后勤因素。一是受矿井供风时间限制，遇围岩坚硬和大断面巷道（采区车场）施工时，每班难以完成一个循环，建议在矿井合理的经济条件允许下，适当延长供风时间，或个别开拓巷道，建议采用移动空压机供风。二是循环进尺的增加，必然增加碴量，从而增加运输量及提升量。三是受职工劳动习惯的影响，现场施工时存在少打眼、乱打眼、乱放炮的现象，不但影响了爆破效果还在一定程度上影响了巷道成型。四是采用二次爆破，每循环增加一次爆破、通风等工序，影响出勤工效。

3.3 采取的措施

（1）加强现场局部通风管理，工作面强制配备5 m短风筒，将工作面通风质量与当班班长和队干挂钩考核，日常加强对工作面检查和抽查力度，杜绝无风、微风冒险作业。（2）加强员工现场技能操作培训和岗位练兵活动，提升员工实际操作技能。二是严格执行“点眼画线”工序。作业前要求班组长根据现场岩性，参数爆破表进行中、腰线延引和定点、画眼位工作；打眼时必须要注意观察岩性的变化及遇到的构造，必要时可以改变眼距。三是执行炮棍导向作业。掘眼前先施工一个导向眼，再根据导向眼施工其他眼，一般采用定人、定钻、定眼、定方位的方式施工。（3）做好后勤保障工作，重点做好矿车的周转、运输和供电系统的检查力度和排矸系统的日常管理、维护，减少对矿井正常生产的影响。组织开展阶段性的单进竞赛活动，调动员工生产积极性。

参考文献

[1]王忠诚，刘春友.全断面岩石掘进机及其在我国的发展与应用[J].东北水利水电，2001（8）：12-13.

[2]牛福龙.ZMC—30型全液压侧卸式装煤机快速掘进技术研究[J].华北科技学院学报，2005（3）：41-43.

[3]姜金球.岩巷掘进施工机械化配套方案[J].建井技术，2000（4）：30-33.

[4]崔增祁，李树青.岩巷施工技术的回顾与展望[J].建井技术，1996（Z2）：3-5.

[5]丛德俊.煤矿岩巷掘进中存在的问题[C]//中国煤炭学会巷道掘进施工技术研讨会.1996.

[6]邵虎成.岩巷装载技术及其发展[J].建井技术，1996（5）：20-21.

[7]顾群虎.德国煤矿大断面岩巷快速掘进技术研究[J].煤，2009（6）：51-52.

[8]李跃宇，吴志海.我国煤矿掘进装备技术发展的思路[J].煤炭科学技术，2000（9）：46-49.

[9]李清，杨仁树，汤增陆，等.深部大断面岩巷快速掘进技术研究[J].煤炭科学技术，2006（1）：1-4.

岩巷应用 篇12

1 巷道概况

跃进煤矿西大巷设计机轨合一运输巷,即安装强力胶带输送机同时作为轨道运输大巷,西大巷设计长度1 700 m,主要断面为半圆拱形支护。根据地质条件,巷道采用锚网锚索加36U型钢半圆拱形复合支护,设计净高4 650 m,净宽6 100 mm,墙体高为1 600 mm,净断面24.73 m2,喷浆厚100 mm,管缝锚杆Ø43 mm,长1 800 mm,间排距均为700 mm。树脂锚杆选用Ø22 mm×1 800 mm螺纹钢制作,间排距均为700 mm,每根用2卷树脂药卷锚固。全断面锚网索支护,开拓面配备全液压掘进钻车和侧卸装岩机,液压掘进钻车和侧卸装岩机在巷道内进行错车,巷道宽度应满足铺设轨道要求,需要巷道宽度大于4 000 mm。

2 西大巷设备配置

(1)CMJ17HT型煤矿用全液压掘进钻车。

钻臂2个,适应巷道断面为20 m2,工作范围(宽×高)为2 000 mm×2 000 mm～5 500 mm×4 200 mm,运行尺寸(长×宽×高)为7 500 mm×1 160 mm×1 750 mm,运行状态最小转弯半径6 000 mm。工作状态下的稳车方式为支腿稳车,稳车工作宽度1 980 mm,整机质量9 000 kg,钻孔Ø27～42 mm,钻孔深度2 100,2 600,3 100 mm,行走速度3 km/h,适用电压660/1 140 V,整机功率55 kW。

(2)ZCD-60R型侧卸装岩机。

装岩机生产能力70 m3/h,铲斗额定容量0.6 m3,铲斗宽1 600 mm,最大卸载高度1 650 mm,最大卸载角度55°.卸载时机器最高点3 200 mm,行走速度3.1 km/h,最小离地间隙190 mm,最大卧底深230 mm,履带板宽260 mm,履带全宽1 200 mm,履带接地长1 545 mm,接地比压0.098 MPa,坚实土面的最大插入力66 kN,最大铲取力96.48 kN,最大举升力56.02 kN,额定牵引力47 kN,行驶时最大爬坡能力15°,机器总功率55.5 kW。机器外形尺寸4 505 mm×1 600 mm×2 350 mm(长×宽×高),机器质量8 500 kg。

(3)运矸线装备

CTY5/6-90-Z-5t防爆特殊型矿用蓄电池式电机车。公称黏重5 t,额定电压90 V,蓄电池容量(5 h)385 Ah,电动机功率7.5 kW,牵引力7.06 kN/h,速度7 km/h,适用轨距600 mm,控制方式为斩波调速,传动方式为伞正两级齿轮传动,制动方式为机械制动,每辆车配备2台电动机,配备机车2辆。

3 爆破参数设计及钻眼布置

先用CMJ17HT全液压掘进钻车打钻眼,配套选用LG28/32-3500液压钻钎杆和ZQ43C-R28柱齿钎头,钻孔Ø42 mm,钻孔深度为2.1 m。根据钻孔直径和深度,选用2#煤矿许用乳化炸药,每卷炸药质量200 g,装药采用连续装药结构,反向起爆,雷管采用I～V段毫秒延期电雷管,总延期不超过130 ms,选用MFB-200型发爆器。

4 新工艺与传统工艺对比

4.1 施工工艺和安全管理

传统岩巷掘进工作面施工工艺为“风钻打眼、放炮,人工将矸装入矿车,人工推车至井底车场,出矸后定道”;后来发展为“风钻打眼放炮,耙斗装岩机出矸装车,蓄电池电机车运输,出矸后人工定道”。打眼时采用风动凿岩机配合B22中空六角钻杆,Ø36 mm一字型钻头打眼,装药放炮后由耙斗装岩机将矸装入1 t矿车,由5 t蓄电池电机车将矸运出工作面,材料运入工作面。传统工艺施工中存在下列问题:①人工打眼时,凿岩机司机、插钎工都在岩巷掘进工作面工作,工作面岩石及顶板松动岩块容易风化,导致顶板掉矸或片帮伤人;有时钻杆会发生卡钻、钻杆弯曲或断裂现象,也有伤人的危险。②耙斗装岩机装矸时,由于耙斗装岩机固定锚索头经常变换固定位置,耙斗装岩机钢丝绳摆动范围较大,在装矸时,容易出现耙斗装岩机断绳或矸块从耙斗机上掉落现象,给耙斗装岩机司机和推车工带来不安全隐患。③上下山巷道耙斗装岩机在轨道上固定不牢或移动耙斗装岩机时容易下滑倾倒造成人员伤害,给实际现场工作人员带来不同程度的安全威胁。

岩巷掘进工作面配备掘进钻车和侧卸装岩机后,消除了以上各种不安全因素,保障了岩巷掘进工作面安全生产。配备使用全液压钻车进行钻眼时,掘进钻车司机在钻车上操作,司机操作台上有顶棚,距工作面距离超过5 m,并且在永久支护的顶板下面工作,即使工作面片帮、顶板掉顶,也不会伤到施工人员,也消除了钻杆卡钻弯曲或断钎伤人现象,上下山巷道使用掘进钻车时,也避免了因设备下滑、倾倒造成对人员的伤害。

4.2 人员配备

如使用传统的施工方法,2台凿岩机同时打眼施工,需用凿岩机司机2人,插钎工2人,耙斗装矸机司机1人,推车工3人,共8人。

配备掘进钻车和侧卸装岩机后,只需CMH17HT全液压掘进钻车司机与DCD-60R型侧卸装岩机司机各1人。与传统施工方法相比,岩巷掘进工作面采用液压钻车和侧卸装岩机后,1个生产小班可少用工作人员6人。

4.3 劳动生产效率

-200 m西大巷机轨合一运输巷,设计岩巷掘进半圆拱断面27 m2,净高4.65 m,净宽6.10 m,断面布置87个炮眼,循环进尺为1.4 m,每循环产出矸石量约120车。①如采用传统的施工方法,应使用2台凿岩机同时施工打眼,打眼深2.2 m,全断面打眼需4 h,使用P-30B耙斗装岩机装120车矸需用时16 h。②选用CMH17HT全液压掘进钻车打眼,全断面打眼需用1.5 h,选用ZCD-60R型侧卸装岩机装120车矸需用4 h。机械化设备应用后,1个循环进尺1.4 m,打眼施工节约2.5 h,装矸施工节约12 h,每个循环节约14.5 h。

4.4 工人劳动强度

如采用传统的施工方法,人工打眼时,风动凿岩机司机两手抱着凿岩机机头部,每打完1个钻眼后再打另一个钻眼时,都需人工将钻杆从凿岩机和钻孔中抽出,再将钻杆插入凿岩机中打另一个钻眼。耙斗装岩机装矸时,每辆矿车装满矸后,都需要人工将装满矸的矿车从耙斗装岩机下方推出后送入重车道,再由空车道将空矿车推入耙斗装岩机下方,再装下一车矸。往耙斗机下推入空车、推出重车,来回倒换车辆,费时费力,工人劳动强度大。

选用岩巷机械化设备后,使用CMH17HT全液压掘进钻车打眼,1位掘进钻车司机操作即可完成各种操作功能,操作简单方便,降低了工人劳动强度。选用ZCD-60R型侧卸装岩机往矿车内装矸,避免了人工往耙斗装岩机下方推入空车、推出重车的繁琐劳动,只需要电机车将整列矿车送到装车位置即可。由侧卸装岩机对每辆车装矸,能够使整列空车送入工作面装车位置,整列重车拉出工作面,减少了倒车工作量,节约了大量时间。

5 应用效果

2009年1月,全液压掘进钻车和侧卸装岩机在-200 m西大巷安装试运行,因地质条件差,巷道顶底板渗水,且打钻时为防止岩浆堵塞钻孔,钻孔冲洗水压力和流量较大,致使岩巷掘进工作面积水较多,岩石及钻眼排出的岩浆在水中浸泡后形成糊状,造成巷道底板浸软比压降低,侧卸装岩机在工作面来回铲岩、运岩和往矿车内装岩过程中,经常陷入底板岩坑中;由于工人操作不熟练,一时影响正常生产进尺,造成液压掘进钻车和侧装机停止使用和再次投入使用多次。矿方及时请厂家专业人员现场进行培训,经过2个多月实践,工人操作钻车和装岩机逐步得心应手,各工序之间时间越来越短,月进尺逐步增加,由第1个月进尺35 m,逐步提高到70 m,实现了开拓工程量全年优良工程。

6 结语

(1)设备配套由原来凿岩机打眼、耙斗机装车、蓄电池电机车运输,改造为装配全液压掘进钻车打眼、侧卸装岩机装车、蓄电池电机车运输,实现了掘、装运机械化联合生产系统,设备改造配套合理,有效发挥了各台设备的应有功能。

(2)与原施工技术、工艺相比,施工技术、工艺较先进,为实现开拓先行、采掘并举、保证-200 m西大巷各工艺快速掘进提供了技术支持。

(3)结合“提高机械化设备装备水平,多上设备少上人”的原则,最大限度地降低了工人劳动强度,实现了减人提效。

(4)经过科学组织施工,合理安排各施工工序过程,密切连接各施工工艺循环时间,做到了各施工工序井然有序。