巷道设计（精选12篇）
巷道设计 篇1
0引言
支护设计是在对巷道围岩地质力学进行正确地评估以及对巷道围岩稳定性进行合理地评价的基础上进行的, 其设计的科学性与合理性直接关系到锚杆支护工程的质量优劣、是否安全可靠以及经济是否合理等重要问题。现代支护设计方法以巷道围岩地质力学评估为基础, 在设计中能够很好地应用国内外锚杆支护技术最新的研究成果, 以及我国煤矿多年来的锚杆支护实践经验, 其设计结果具有较高的科学性和可靠性。
1支护形式设计
现代支护形式利用两种方法来分析确定, 一是以巷道围岩稳定性分类为基础的类比分析法; 二是以专家经验为基础的类比分析法。若定义巷道顶板围岩不稳定岩层的范围为:
式中: h—直接顶岩层厚度, m
Ld—顶板围岩松动破碎区的范围, m
针对巷道的围岩强度和应力的特征, 考虑到锚杆支护结构可以提供的最大支护强度以及性能, 并结合井下的长期工程实践, 可以确定巷道合理的支护形式。“锚网梁”结构是目前比较常用的支护结构, 是指锚杆托梁、梁压网、网护表的组合锚杆支护结构, 单根锚杆通过钢筋梯梁扩大了锚杆作用力的传递范围, 把个体锚杆组合成锚杆群共同协调控制不规则面的发展、 危岩的掉落, 增加岩体的强度, 同时利用金属网将锚梁之间裸露的岩体全部封闭起来, 从而大大增强了锚杆群体的作用和护表功能。“锚网梁”结构的支护特点是适应性强、护表效果好、 加固岩体性能稳定。但是支护结构相对复杂, 操作工序多, 对掘进速度有一定的影响。
2支护参数设计
研究表明, 当锚杆支护结构形式确定以后, 影响巷道支护效果的锚杆支护参数主要包括9个方面, 即锚杆杆体材质、锚杆直径、锚杆长度、锚杆配套附件、锚杆间距、锚杆排距、肩窝锚杆布置角度、锚固长度以及锚杆预紧力等。考虑到目前锚杆支护理论的发展水平, 对锚杆支护的主要参数 ( 包括锚杆直径、锚杆长度、锚杆间距等) 可使用数值模拟试验分析进行确定, 对于其他一些参数将考虑依据匹配设计原则, 运用工程类比分析和理论计算分析, 并结合现场工程实践的成功案例以及煤矿锚杆支护技术的发展方向来综合确定。
2. 1正交数值模拟试验分析优化锚杆主要支护参数
正交试验法, 就是在多因素优化试验中, 利用数理统计学与正交性原理, 从大量的试验点中挑选有代表性和典型性的试验点, 应用正交表科学合理地安排试验, 从而用尽量少的试验得到最优的试验结果的一种试验设计方法。正交试验法主要有两个特点, 一是各因素的各个不同水平, 在试验中出现的次数相同; 二是任何两个因素的各种不同水平的搭配, 在试验中都将出现, 并且出现的次数相同。因此, 正交试验法安排的试验方案是有代表性的, 能够比较全面地反映各因素、各水平对指标影响的大致情况。
锚杆支护参数的优化需要在巷道顶板和两帮分别进行, 根据巷道顶板和两帮围岩的变形破坏特征和巷道围岩稳定性的评价结果, 并结合现场工程实践的成功案例以及煤矿锚杆支护技术的发展方向, 考虑对锚杆支护参数进行优化。
2.2 工程类比与理论计算分析确定锚杆其他支护参数
2.2.1锚杆配套托盘及螺母的合理选择
锚杆托盘和螺母在选择使用时应与锚杆杆体相匹配。锚杆托盘的主要作用是把螺母锁紧力矩产生的上推力传递给巷道围岩, 产生初锚力, 同时围岩压力又通过托盘传递给锚杆产生工作阻力; 它的破坏载荷与杆体相等, 故其强度直接影响锚杆的锚固质量。托盘的形状和材质是衡量托盘质量好坏的两个指标。
锚杆螺母主要有两个功能, 即传递扭矩和满足锚杆安装要求, 目的是传递锚固力, 实现锚杆对围岩的密贴。普通螺母, 靠人工坚固, 承载能力低, 仍未摆脱锚杆初锚力低和被动支护的模式; 而新型快扭螺母由于设计时考虑了安装和承载功能, 外形尺寸加大, 一端增加封板和防松垫, 用于安装时能及时搅拌, 质量稳定、快速便捷、省时省力, 受力构件承载时, 能与杆体强度极限相匹配, 且使锚杆支护逐步实现主动支护。因此, 可以选择新型快扭螺母作为锚杆的配套螺母。
2. 2. 2锚杆支护“三径”合理匹配
“三径”是指锚杆直径、钻孔直径和树脂药卷直径, 它们是否合理匹配直接影响到锚杆的锚固效果, 以及锚杆支护的安全可靠性和经济合理性。
锚杆直径在前面的锚杆支护参数优化过程中已经选定, 它在设计时考虑了支护上的可靠性和经济上的合理性因素。对应于已设计好的锚杆直径, 匹配多大的钻孔直径才能使其锚固性能更佳, 这是一个十分重要的问题。已有的实验结果表明, 钻孔直径与锚杆直径之差为6 ~ 10 mm为宜, 且以7 ~ 8 mm为最好。在实际施工中, 钻孔直径选取考虑的是综合因素, 既要考虑锚固力大, 又要考虑锚固成本较低, 钻孔效率较高、便于施工和组织管理等。
树脂药卷直径选择时有两条规则: 一是在一定的钻孔直径条件下, 要保证数值药卷能够顺利安装; 二是在保证树脂药卷能够顺利安装的条件下, 尽量加大其直径。经综合研究和实践, 对于直径28 mm的钻孔, 其合理匹配的树脂药卷直径为23 mm。
2. 2. 3锚固剂参数的合理选择
可以按照如下经验公式计算树脂药卷的长度, 即:
式中:L—树脂药卷的总长度, m;L0—锚杆的锚固长度, m;ф1—钻孔直径, mm;ф2—锚杆直径, mm;ф0—树脂药卷直径, mm。
2. 2. 4锚杆预紧力的合理选择
锚杆预紧力是体现锚杆支护的主动性、及时性的主要指标。合理的预紧力可提高围岩的自支撑能力, 保证整个锚杆支护体系的支护性能得到充分发挥。锚杆预紧力主要是通过拧紧锚杆尾部的螺母, 压紧托盘实现的。锚杆预紧力与螺母预紧力矩之间的关系可以表示为:
其中k是比例系数, 主要取决于螺母与锚杆螺纹段间的摩擦系数、螺母与垫圈间的摩擦系数以及锚杆的直径。
因此, 提高锚杆预紧力的技术措施可以通过以下四条途径来实现: 1尽可能地增加安装锚杆时的预紧扭矩, 根据锚杆杆体材料和锚固剂的力学性能、锚固剂与钻孔的粘结特性, 在条件允许的情况下, 可采用大扭矩扳手、大扭矩锚杆钻机, 或者气动扳手进行锚杆预紧。2合理选择锚杆直径, 由于预紧力与锚杆直径成反比, 因此为了提高预紧力, 在满足支护强度的前提下, 优先使用小直径锚杆。3保证锚杆尾部螺纹与螺母之间的光洁, 减小摩擦当量角, 这可以通过控制锚杆的加工工艺或在尾部螺纹段涂抹润滑油脂等办法实现。4减小锚杆螺母与托盘或球垫片之间的摩擦力, 由于锚杆螺母与托盘或球垫片之间存在的水平摩擦力形成了摩擦扭矩, 消减了施工机具提供的预紧扭矩, 从而造成锚杆预紧力下降, 因此, 可在螺母与托盘或球垫片之间增加一块尼龙垫圈, 以降低摩擦阻力。
3结语
现代支护设计有其自身的优势和特点, 笔者通过介绍支护形式的确定方法, 并利用正交数值模拟试验分析优化锚杆主要支护参数, 利用工程类比与理论计算分析确定锚杆其他支护参数, 对现代支护设计进行了浅析, 为我国支护设计提供了一定的理论依据。
摘要：主要对现代支护设计进行了研究, 其具体思路是:首先根据锚杆支护结构形式以及支护参数的优化结果, 利用正交数值模拟试验分析法确定锚杆直径、锚杆长度、锚杆间距和锚固长度4个主要的支护参数;然后依据匹配设计的原则, 综合运用工程类比和理论计算等方法确定锚杆预紧力矩、护表构件参数、锚索规格与布置方式等其它支护参数。
关键词：巷道,支护,正交,参数
参考文献
[1]康红普.煤矿预应力锚杆支护技术的发展与应用[J].煤矿开采, 2011 (3) :25-30+131.
[2]侯朝炯, 郭宏亮.我国煤巷锚杆支护技术的发展方向[J].煤炭学报, 1996 (2) :113-118.
[3]王金华.我国煤巷锚杆支护技术的新发展[J].煤炭学报, 2007 (2) :113-118.
巷道设计 篇2
摘 要：做好煤炭资源的开采工作，能够为人们提供重要的动力能源，同时还能够在很大程度上促进社会经济的不断发展。众所周知，煤炭资源的开采工作，危险系数较高。提高矿井工作的施工技术，能够有效改善矿井生产过程中的一些问题，为保障矿井安全生产工作的顺利进行做出重要贡献。掘进巷道大直径顺层长钻孔预抽消突技术是采掘工作中防止煤层片帮控制巷道成型、瓦斯突发问题的重要技术手段，对于大幅度降低采掘工作过程中的危险系数具有重要意义。
矿井开采范围和深度在不断增加，煤和瓦斯的突出巷道片帮等问题成为了威胁矿井安全的重要因素。煤层的基础参数和地应力等都在不断增大，严重威胁着矿井的安全生产工作，同时煤和瓦斯频频发生一些突发事故，将会直接影响到矿井工作人员的生命安全。想要保证矿井生产的安全和稳定，就需要针对煤层和瓦斯进行严格的控制和管理工作，做好防突、片帮工作的各项具体措施。
掘进巷道泄压孔的设计与应用 篇3
关键词：掘进巷道；大直径；顺层长钻孔；预抽；消突技术
中图分类号：TD322.5 文献标识码：A 文章编号：1006-8937（2016）08-0011-01
矿井开采范围和深度在不断增加，煤和瓦斯的突出巷道片帮等问题成为了威胁矿井安全的重要因素。煤层的基础参数和地应力等都在不断增大，严重威胁着矿井的安全生产工作，同时煤和瓦斯频频发生一些突发事故，将会直接影响到矿井工作人员的生命安全。想要保证矿井生产的安全和稳定，就需要针对煤层和瓦斯进行严格的控制和管理工作，做好防突、片帮工作的各项具体措施。
1 掘进巷道泄压孔的设计与应用的重要性
在进行实际的开掘过程中，因为高应力下的煤层透气性较低，导致煤层自身的危险系数加大，同时瓦斯一向是煤炭开采工作中的较大阻力，瓦斯的危险性极高，极容易发生一些突出问题，导致煤层出现爆炸等现象，从而引发整个矿井工作的安全事故发生[1]。
开采保护层是一种有效防止瓦斯和煤层出现突出问题的有效措施，在实际的施工过程中能够起到良好的防护作用[2]。
某公司所属煤田煤层埋深比较深，矿压显著，掘进工作面片帮、垮帮比较严重，对矿工生命安全造成严重威胁，同时造成掘进巷道成型差，质量不达标等问题，严重制约了我队的安全质量标准化工作。
2 掘进巷道泄压孔的实际研究情况
防治煤和瓦斯的突出问题，需要“四位一体”这些措施的综合应用，这些措施将需要进行防护的重要过程全部包含在内，能够在实际应用中起到良好的效果。
我国对于掘进工作面的防突工作十分重视，通过超前钻孔、预排瓦斯、开采解放层等措施，尽可能地提高掘进工作面开采作业的安全性能和稳定性能。但是从不断发生的一些安全事故当中看，我国在进行开采作业的防突工作时，仍然存在着一些问题，有很多防治措施在实际使用当中受到很多条件的限制，导致这些重要的防治措施并不能够完全发挥其真正作用[3]。
3 掘进巷道泄压孔设计
3.1 4201运顺工作面综掘机截割进刀及泄压孔布置方案
该方案的卸压孔布置及参数对于掘进巷道泄压孔的设计工作具有重要影响。布置形式主要为，掘进工作面是矩形断面，每班出班前在两侧距帮200 mm的煤体内，每侧各垂直布置5个卸压孔间距600 mm。压区域为距帮500 mm，具体的参数为：帮部每个卸压孔直径为41 mm，深度2 500 mm，中心泄压孔为综掘机截割头进孔，深度0.8 m。
掘进巷道迎头卸压原理是掘进巷道迎头卸压，采用大直径深孔卸压方法，其卸压原理，如图1和图2所示，该方法可以有效地降低应力条件，使得掘进工作在低应力区进行。
瓦斯抽放是防治煤矿瓦斯威胁的重要措施，在进行瓦斯抽放的实际工作之时，需要针对这项工作进行施工前的准备工作。详细考察瓦斯抽放的工作环境，尽可能地减少在实际施工中出现突发状况的可能性。
一边进行瓦斯的抽取工作，一边进行煤炭资源的开掘工作，是当前煤矿进行开采的重要方法，对于防止瓦斯浓度超出一定限度和减少瓦斯的突出问题具有良好作用。
钻孔对于瓦斯的抽放范围具有重要影响，以往的施工技术因为工艺水平的限制和钻孔设备的不够精良，对于一些大直径钻孔始终不能有效进行施工。具体情况，如图3所示。
3.2 掘进巷道大直径顺层长钻孔预抽消突技术的具体应用
在进行抽放瓦斯的过程中，采用了大直径顺层长钻孔的方法，针对掘进工作面进行主要的施工工作，能够起到良好的效果。采用大直径顺层长钻孔预抽消突技术，需要根据它的卸压消突理论进行具体的实际操作。在进行实际的瓦斯抽放工作之前，就需要做好顺层长钻孔抽放瓦斯消突措施施工方案的设计工作。在进行具体的操作之时，需要根据设计方案中的各项工序有步骤地进行。
4 结 语
想要保证煤炭开采过程的安全，就需要针对瓦斯及巷道来压片帮做好相应的处理工作。掘进工作面大直径顺层长钻孔预抽消突技术是当前煤矿企业进行煤炭资源开采的重要方法，能够有效抽放出矿井下的瓦斯、释放煤层压力、防止片帮伤人、保证巷道成型、提高掘进巷道质量标准化以及对于保障煤炭开采作业的安全具有良好作用。
参考文献：
[1] 刘明举，盛锴，郝富昌，等.大径孔预抽煤巷条带瓦斯技术的优化及应用 [J].煤田地质与勘探，2014，（6）.
[2] 张红兵，王凯.“三软”煤层顺层大直径长钻孔区域消突技术研究[J].煤 炭技术，2014，（5）.
巷道贯通测量设计浅析 篇4
湖南华润煤业良相煤矿年设计生产能力为0.3Mt/a, 井田南北走向长约3.82km, 东西宽约1.44km, 井田面积约5.66Km2。11采区轨道上山与+140回风大巷的贯通安全、准确, 为保证巷道贯通达到《煤矿测量规程》要求, 特编制本贯通设计, 具体如下:
二、贯通测量方案设计
+140回风大巷与11采区轨道上山之间的贯通为两井间的贯通工程, 井巷贯通距离为4Km, 地面联测导线长度在2Km, 巷道贯通导线全长6Km, 属于大型贯通工程。目前根据现场情况可选择两个贯通点位置“K”, 即第一点K1:11采区轨道上山垂直与+140回风大巷贯通, 按照工程施工计划, 预计贯通时间为7月;第二点K2:+140回风大巷开窝掘进轨道上山反延段与轨道上山相向贯通, 预计贯通时间为5月。根据两种测量方案分析, 因透窝位置在K1上时透窝误差控制机率较高, 但时间较长影响矿井开拓进度, 所以只能采用第二种方案相向贯通。
从施工网络计划图上获知11采区回风上山和运输上山均在7月底左右贯通, 因此, 在贯通测量实施过程中, 轨道上山在贯通后应立即进行闭合测量和计算平差。
1、测量路线布置
测量导线起算点以主井地面工业广场GPS3为控制点, 即主井段测量路线为地面控制点GPS3→副井斜巷597m→副井车场733m→+25运输大巷492m→轨道上山下部车场133m→轨道上山;风井段测量路线为GPS3→地面2000m→风井斜巷455m→+140回风大巷1564m→轨道上山上部车场。
2、贯通点允许偏差
贯通相遇点K在水平方向上的最大允许误差0.30m, 在垂直方向上的高程误差不得超过0.15m。
3、测量要求及方法
1) 由于该巷道贯通导线全长为6Km, 属大型巷道贯通, 因此必须按照《煤矿测量规程》要求, 布设导线控制网, 并按“一级小三角网”实测。因巷道贯通距离较远, 为防止测量过程中误差累积, 整个导线控制测量必须保证在3次以上, 如条件允许可进行内外角测量, 并及时进行平差计算。
高程测量以三角高程测量为主, 水准仪测量为检核, 布置水准路线须按照“四等水准”路线布置。
2) 水平角观测方法及限差要求:
采用拓普康GTS-102N全站仪、用测回法观测水平角, 当边长大于30米时, 每站一次对中两个测回;当边长小于30米时, 采用一次对中三个测回。
限差要求:半测回互差为20秒, 测回间互差为12秒, 两次对中测回间互差不超过30秒, 如超限应重测。
3) 导线边长测量及限差要求:
边长采用拓普康GTS-102N全站仪施测, 每条边长都要往返测, 每条边都要测两个测回, 垂直角在平巷中测一个测回, 斜巷中测两个测回。一测回读数较差不大于10mm, 测回间较差不大于15mm, 气压测定读至1hpa, 温度测定读至1℃, 边长加入各项改正后 (包括大地水准面和高斯投影改正) , 其互差不应大于1/8000。
4) 水准测量及限差要求:
平巷部分高程采用S3水准仪测量, 往返各一次, 前后视距大致相等。视距长度一般为50 m左右, 往返测量高差的较差不大于±50mm (R为水准路线长度, 以Km为单位) 。
5) 三角高程测量及限差要求:
平巷中测三角高程, 垂直角测一个测回;斜巷部分测三角高程, 垂直角测两个测回, 两测回垂直角互差不大于15″, 指标差互差不大于15″, 前后视高、仪器高用小钢尺各量两次, 分别在测前和测后量, 两次互差不超过4mm, 取其平均值作为最终结果。
6) 控制导线的延长:
(1) 7″导线每掘进300—500米延长一次, 并联测到30″导线点上, 作为30″导线的起算资料。
(2) 30″导线每掘进80—120米延长一次, 并及时复测复算, 保证巷道的实际前进方位与理论值一致。
(3) 在延长经纬仪导线之前, 必须对上次所测量的最后一个水平角按相应的测角精度进行检查, 两次观测水平角的不符值不得超过下列规定:
7″导线20″;15″导线40″;30″导线80″。
7) 巷道施工中、腰线的控制, 采用射程为700米的JZB—700型激光指向仪给向, 同时控制施工坡度。
8) 贯通后测量:
贯通后, 及时将两端7″导线、15″导线、30″导线联测, 同时实测中腰线偏差, 进行精度分析评定, 认真做好本次贯通测量总结。
4、测量误差预计
1.根据上述选择的测量方案, 各项误差参数确定为:
(1) 地面导线的测角中误差mβ=±15″, 测距仪测边中误差ml=± (2mm+2×ppm×D) ;
(2) 井下导线的测角中误差mβ=±15″, 测距仪测边中误差ml=± (2mm+2×ppm×D) ;
(3) 地面三角高程把复测支线作为闭合环的允许闭合差确定为
(4) 井下水准测量的允许闭合差为
(5) 井下三角高程的允许闭合差为
2.贯通相遇点“K”点在水平方向X′轴上的误差计算:
(1) 测角误差影响计算公式:
(2) 贯通相遇点K在水平方向上的预计误差:
式中 Mxβ上 ——— 地面导线测角中误差;
Mxβ下 ——— 井下导线测角中误差;
MX——— 采用测角中误差为15″级导线;
R
ρ= 206265
3.贯通相遇点K垂直方向上的误差计算:
(1) 地面三角高程误差计算:
=±15.377mm
(2) 井下三角高程计算误差:
(3) 井下水准测量计算误差:
(4) 水准测量与三角高程测量两者间的平差:
计算公式:
4.贯通相遇点K在垂直方向上的误差预计: (取计算中误差的2倍)
MMK预=2MHK平=±2×0.071=±0.142m
本贯通误差预计平面重要方向的测量中误差参数选取7″和15″两个。从上述误差预计结果可以看出:在水平重要方向上的预计误差按井下基本控制测角按测角中误差 15″计算为±0.344 (m) , 在垂直方向上的预计误差为±0.142 (m) 。根据以上设计得出, 贯通在k点横向误差超出允许误差0.044m, 所以在导线实测过程中应尽量采用7″级导线提高测量精度。
三、贯通测量技术措施
1、贯通前应对使用的仪器进行检校, 并保存检校报告备查;
2、在贯通工作实测过程中应评定实际测量精度, 若低于贯通方案要求, 应再次测量查出其原因;
3、贯通测量的控制导线如作为矿井井下的首级控制导线时, 应考虑导线边长归化到投影水准面的改正和投影到高斯平面的改正问题;
4、在计算井巷的贯通方向和距离时, 可采用各次测量结果的算术平均值或加权平均值;
5、在贯通测量过程中, 施工导线应跟随掘进巷道的进度延长, 延长距离距掘进工作面迎头不得大于50米;
6、贯通导线控制测量应独立观测两次, 并取两次测量结果的平差值作为最后标定贯通的方向, 在最后一次标定贯通方向时, 两个相向工作面间的距离不得小于50米;
7、井巷贯通后, 应在贯通点处测量贯通实际偏差值, 联测贯通两端的导线, 计算各项闭合差, 贯通测量工作完成后, 应进行精度分析, 做出技术总结报告。
摘要：贯通测量, 尤其是大型巷道贯通测量是矿山测量工作的一项重要工作, 贯通工程质量的好坏, 直接关系到整个矿井的建设、生产和经济效益, 为了加快矿井的建设速度、缩短建井周期、保证正常的生产接替和提高矿井产量, 会采用对掘的掘进方法, 这样就会出现两巷长距离巷道贯通测量, 所以两井间贯通测量就成为了矿井生产中必不可少的一项工作。
掘进巷道承包协议 篇5
甲方：
乙方：
依照《中华人民共和国合同法》、《中华人民共和国建筑法》及其他有关法律、行政法规，遵循平等、自愿、公平和诚实信用的原则，双方就本建设工程施工事项协商一致，订立本合同。
一、工程概况
工程名称：
工程地点：
承包方式：
工程内容：
二、施工器具及材料费用分割
甲方负责提供局扇、风筒、空压机、炸药、雷管、压风机及风水管、风锤、风镐、扒岩机、喷浆机、锚杆机、轨道、矿车、支护材料、供电设备及缆线等。但甲方所提供的设备及材料由乙方负责保养维修，如有丢失或损坏由乙方负责原价赔偿甲方。乙方负责承担炸药、雷管、劳保用品、矿灯、工器具、钻杆、钻头、润滑油脂等消耗品费用。
三、合同价款、支付与结算方式
1、工程质量经甲方组织验收合格，按1500元/m（壹千伍佰圆每米）支付工程费。如有其它工程，由甲乙双方另行协商。
2、乙方每月必须确保施工单项工程进度达到60m以上（不可抗力因素除外），因甲方原因影响乙方1个工作日以上的工程进度，由承包方写明原因经发包方负责人签，在结算月进尺时扣除影响日期（施工所需材料必须提前一天向甲方负责人提出，否则甲方不认同影响）。月进度达到70m按1600元/m结算工程款，达到80m按1700元/m结算工程款，达到90m按1800元/m结算工程款；如月进度在50—60m按1400元/m结算工程款，少于
40—50m按1300元/m结算工程款，少于40m按1200元/m结算工程款。
3、单项工程乙方必需配备队长1名，带班班长3名。
4、掘进矸石运费5元/车，每月结算后在工程费中扣除。
5、每月28—31日为当月进度截止日期，由甲方收尺验收，当月工程款在35日内支付承包方。乙方应为发包方对工程计量提供便利条件，并派人参加，承包方不参加计量时，按甲方自行计量结果支付当月工程款。
四、工程质量验收标准及管理要求
1、按《作业规程》、及断面图和支护要求组织施工。工程质量经甲方组织验收合格。
2、施工中出现的联络巷、躲身硐室、甩道、岔口等对应上述巷道立方套算单价，其计算公式为：巷道工程量立方米/已定对应巷道立方米×已定巷道对应单价。
3、乙方施工的巷道必须全断面进行光面爆破，巷道严禁欠挖；轨枕间距中对中800mm，所有施工巷道支护材料由甲方提供，乙方负责各类支护的人工工资及施工工器具。
4、甲方负责轨道、枕木、道岔、道夹板、道夹板螺栓、道钉等材料，乙方负责轨道铺设；空压机由甲方负责安装，乙方使用和看管并负责以后延伸。
5、乙方组建的掘进队，必须接受甲方安全生产、质量、调度管理。乙方现场管理人员严格执行班中现场带班和汇报制度，按甲方要求执行。
6、甲方每月进行一次工程质量全面检查验收。凡工程质量不合格，除返工整改外，一次处罚乙方300—1000元，永久水沟距碛头不超过50m。
7、乙方必须严格执行矿纪矿规，服从甲方管理机构，矿调度、安监、机运、通风、矿级领导、业主的统一管理和指挥调度，双方积极为安全生产创造条件。
8、乙方现场管理人员和队长，按规定参加矿上各种会议，并组织职工开好班前会；乙方每班要参加调度班前会，缺席一次处罚30元，迟到超过5分钟，一次处罚20元，由调度室执行；值班队干做到现场交接班，与工人同进同出。
9、炸药、雷管以发票为准进行结算。
10、乙方在工程施工中，质量必须符合设计标准和相关要求，确保工程质量达到优良品。
11、锚喷巷道属隐蔽工程，凡喷浆前，锚杆施工数量及间排距、角度、挂网数量等参数乙方须提前通知甲方现场验收，否则不予喷浆；造成的后果和损失由乙方自行负责。
12、施工中如遇地质构造，造成施工困难时，甲乙双方现场确定后另行商定方案实施。
13、甲方安全生产现场管理人员，必须在施工动态过程中进行监督和检查安全、生产及质量；凡出现主观行为，将追究相关责任。
14、必须严格按中、腰线进行施工，甲方定期和不定期进行抽查，乙方负责放好中腰线；凡中腰线出现偏差，处罚乙方500—2000元。
五、乙方职工的工伤保险、社保、培训、健康检查等费用由乙方自行承担。
六、违约责任：如一方不履行本协议约定的条款视为违约，违约方支付对方违约金万元（伍万元），并可单方终止协议。
七、纠纷解决办法
本合同履行中发生争议，双方当事人应及时协商解决，协商解决不成可由仲裁委员会仲裁或向合同签定地人民法院起诉。
八、合同生效
合同订立时间：
合同订立地点：
本合同双方约定签字盖章后生效，本合同一式四份，双方各执贰份。甲方（盖章）：乙方（盖章）：
法定代表人（签字）：法定代表人（签字）：
煤矿顶板破碎巷道掘进 篇6
关键词：人工假顶；撞楔法；架棚整体性；安全距离；顶板观测
1 工程概况
工作面概况：1694W 工作面位于-600水平西大巷六采区9煤层第四工作面，工作面標高-522.0～-640.0，该工作面上有1684W工作面和1693W工作面，现均已回采完毕。顶底板情况：老顶为粉砂岩，厚度0～5.9m，平均3.1m，深灰色，局部含植物化石和炭化体。直接顶为泥岩，厚度0～2.5m，平均1.9m，深灰色，上部含菱铁质结核及黄铁矿散晶，下部质软易碎。直接底为细砂岩，厚度3.3～5.7m，平均4.8m，褐灰色，含大量的根部化石。老底为泥岩，厚度8.1～10.0m，平均9.0m，深灰色，在底部含少量炭质和腐泥质。煤层结构属于复杂结构，局部煤层底部有一层不稳定泥岩夹矸，厚度0～0.2m左右。煤层厚度为1～3m，平均煤厚为2.5m，煤层倾角15°-25°，平均倾角为20°，煤层走向在40°左右。受地质构造、顶板压力影响，造成煤层顶板破碎，掘进时破板、破底厚度加大，局部可能全岩，增大原煤灰分。支护形式采用GU29-10.4m2拱形支架支护，棚距为600±50mm。
2 顶板破碎支护工艺
①临时支护及构造假顶。由于巷道顶板异常破碎而且煤岩体自稳能力差，随着巷道的掘进，顶板及两帮的煤矸倾漏下来，为保证巷道的安全快速掘进，防止顶板冒顶事故的发生，必须要采取相应的支护和构造人工假顶。具体方法是：先在巷道迎头向上25°左右对顶板打眼，深度打入1.4m左右，然后将管缝锚杆打入迎头破碎顶板中，管缝锚杆在架棚上方呈均匀分散布置。形成向前的一个超前支护区域（人工假顶），再在超前支护区域上方填好木料。
②缩小棚距减少空顶面积。调整支护形式，加强支护强度，将棚距由原来的600mm缩小为500mm，从而缩短空顶距，减小整体的空顶面积，在一定程度上控制住不稳定的顶板。
③打点柱、卡铁道加强架棚整体性与支护强度。在顶板破碎地带的架棚支护下，用大板或者液压支柱加打点柱，点柱要打牢打实，并用铅丝连好，可以加大架棚支护的强度，然后用3m长铁道将破碎地带内的架棚全部连在一起，并用斜卡缆将铁道和架棚锁住，从而将架棚的整体性提高，加强了整体的支护强度。
3 现场安全管理措施
掘进使用GU29-10.4m2金属拱型支架支护，棚距为600±50mm（如顶板压力较大，架棚变形严重时必须缩小棚距为500±50mm），棚梁与棚腿间的搭接400-40mm，搭接处上好三个卡缆，卡缆扭矩达到150 N·m，正顶铺塑料网，网搭接不小于100mm，网与网之间用铅丝连好，铅丝要求双丝多扣，连网间距不超过200mm/道。正顶及两帮各使用一趟角铁支拉板，支拉板要求放成线，不回撤。正顶及两帮用木小板插背，间距不大于200mm/块，要求插严背实。每班开工前检查迎头往外15m范围的架棚卡缆紧固情况，使其扭矩均达到150 N·m，歪扭的棚子及时扶正并插背好。对迎头往外20米范围内的巷道杂物进行清理，保持后路畅通。对后路压力大地段的架棚进行加固，在上顶卡好一道铁道，卡缆紧固符合要求，使其扭矩达到150 N·m，两根铁道之间必须穿袖卡，穿袖长度不小于700mm，随掘进向前倒铁道，每班对其进行检查，发现卡缆松的及时重新紧固。对缩搭接比较严重的地段及时打好一梁三柱的托板，梁、腿均使用三米大板。过构造期间，如顶板冒落需做好超前支护，使用半圆或铁撞楔打好超前撞楔控制好顶板，铁撞楔间距不大于500mm，直接打到冒落区域里面边缘，吃住劲，上顶搭好影子板。铁撞楔末端用铅丝或者卡缆固定好，以免伤人。施工过程中认真作好敲帮问顶及找掉工作，严格遵循先外后里、先顶后帮的原则。使用专用的长钎子找掉，找掉时，一人找掉，一人观山，操作要由有经验的老工人进行，严禁在槽口同时进行其他工作。任何人不得进入空顶区内作业。如果顶空小于300mm，用木料插严背实，顶空大于300mm时，打木垛接顶，打木垛时打好影子板，并有专人观山；如果无法打木垛时，上顶填1.0m以上的乱料填实并用小板插严背实。如随掘进迎头末一架棚子能与煤壁贴实，继续向前掘进时必须提前使用风锤（或者风钻）打眼后安装超前管缝锚杆控制顶板。管缝锚杆间距300mm，每排打不少于6根。从末两架棚子间隙向斜上方打，角度比边眼掘进角度略大，管缝锚杆外露不超过300mm。过冒顶区期间必须保证迎头20m范围内断面高度不小于2.4m，且后路畅通，迎头工作人员精神集中，统一指挥，其余无关人员撤职迎头20m以外，施工过程中要安排专人进行观山。迎头前劈严重时，要在巷道内安全地点，采取向前加打锚杆措施，以控制前劈程度，打锚杆时，人员要在有支护的地点操作，并有专人观山。
4 结束语
1694W工作面采用打撞楔的方法进行临时支护和打点柱、卡铁道加强架棚整体性与支护强度的方案以后，加强了巷道的支护强度，也保证了顶板的整体性，从一定程度上来讲，解决了顶板破碎巷道的安全掘进难题，而且大大提升了工作效率，减少了顶板事故的发生，降低了成本的投入，这种施工工艺在以后的顶板破碎工作面的掘进工作中可以大量推广。
参考文献：
[1]高如林.浅析煤矿掘进巷道顶板事故预防措施[J].中国高新技术企业，2013（3）.
深部矿井巷道支护优化设计 篇7
伴随浅层煤炭资源的逐渐耗尽,深部开采成为煤炭产业发展的必然趋势。而随着开采深度的增加,应力状态越发复杂的软岩巷道支护问题成为威胁井下生产安全的一大因素。现阶段,软岩巷道支护多选用锚杆支护与“锚杆+锚索”联合支护的形式,鲜有涉及关于超长锚杆的应用研究。以A煤矿回采巷道支护实践为对象,基于巷道围岩移动监测和围岩松动圈测定所得数据,对A矿原有软岩巷道支护方案进行优化设计,提出“加长锚杆+金属网+钢带”的新型联合支护方案,并对其应用效果加以验证,为深部软岩巷道的有效支护提供一种新思路。
1 矿井概述
A矿主采煤层为3#煤,煤层位于山西组的中下部,上距下石盒子组底K8砂岩20.36 m,下距山西组底K7砂岩8.13 m。煤层最厚(ZK2-4孔)6.43 m,最薄(沁29孔)3.30 m,平均4.96 m。煤层常含夹石1层~2层,属简单~较简单结构。顶底板多为泥岩及砂质泥岩,局部为粉砂岩。属全区稳定可采的厚煤层。整个回采工作面走向长度为750 m,采场煤层为东西偏南走向[1]。
工作面回采巷巷道初始支护选用“锚杆+金属网+锚索”的联合支护方案,其中所用锚杆为2 200 mm×Φ22 mm的等强度锚杆,锚杆排间距为800 mm×800mm;所用锚索为7 000 mm×Φ15 mm的钢绞线(由7股钢丝胶制而成);所用金属网为长宽10 000 mm×1 000 mm的矩形金属网;所用钢带长宽10 000 mm×10 mm,间距800 mm。采用初始联合支护方案进行支护一段时间后,锚杆未取得应有的支护效果,巷道发生较大变形,对工作面安全生产造成严重威胁。图1所示即为初始联合支护方案示意图。
2 回采巷道围岩测试分析
2.1 巷道围岩移动变形监测
针对巷道帮壁及顶板位移变形实施监测,以便明确围岩塑性变形区,为巷道支护改良提供参考。依据A矿实际开采地质状况,在5#煤回采巷道内距离工作面60m处布设多个位移计对多个深基点实施位移监测,基点具体布设如图2所示。位移计布设在巷道两帮与顶板,每个深基点分为4个基点,由浅至深分别对应1号~4号通道,各基点的布设深度如图2所示。
图3所示为各个深基点1个月内的位移变化曲线。在监测期间内,布设在围岩内的各基点均发生明显位移,且位移增大速率呈现增长趋势。由图片分析可知,顶板变形主要集中于1 m~4 m,其中离层累计量为280mm;两帮变形主要集中于2 m~4m,其中离层累计量为140 mm~160 mm,可见巷道围岩破坏深度已超出锚杆支护范围,锚杆失灵无法起到应有的支护效果。
2.2 巷道松动圈测试
借助多功能超声波监测装置,对巷道不同深度围岩的声波速率分析判别其损伤情况[2]。在回采巷道距离工作面60 m处布设声波监测站,监测时在两侧巷帮中线处各布置1个测孔。图4所示即为不同深部围岩波速变化曲线。有图片分析可知自孔口至波速增长稳定区域即为围岩松动圈范围,松动圈深度介于2.8 m~3.1m。而支护锚杆长度仅为2 200 mm,明显小于松动圈深度,这表明锚杆无法对围岩塑性区形成良好的挤压加固效果。
通过上文数据分析可知回采巷道围岩变形破坏特点为:巷道顶板变形范围为1 m~4 m,巷道两帮变形范围为2 m~4 m,围岩松动圈范围为2.8 m~3.1 m,巷道围岩存在较大范围的破坏变形。
3 巷道支护优化设计与效果分析
由上文的监测数据分析可知,目前A矿回采巷道支护方案中,锚杆支护效果部件,受力不均或偏低的原因是由于锚杆长度小于松动圈范围,导致锚杆为固定于稳定的岩体中,无法起到应有的锚固效果。有鉴于此,拟采用超长锚杆替换原有锚杆进行巷道支护。
超长锚杆不仅有效解决了巷道空间不够难以使用长锚杆的不足,同时还兼具普通锚杆的延伸性。相较于一般的锚杆支护,超长锚杆支护工艺不仅更加安全稳定,且延伸性更好、抗拉性更优,可大幅提升支护效果。所以应选用长度4 000 mm以上的超长锚杆对回采巷道两帮的深部塑性区进行加固控制。
最终通过理论分析并结合上文围岩松动圈监测数据,将支护方案优化为“超长锚杆(5 000 mm)+金属网+钢带”的联合支护方案,支护方案布设示意图如图5所示。支护方案具体参数如下所述:巷道顶板布设超长锚杆9根,锚杆规格为长5 000 mm(由2 500 mm长锚杆2根焊接而成),直径22 mm;巷道两帮各布设超长锚杆3根,锚杆规格为长3 700 mm(由2 500 mm长锚杆1根和1 200 mm长锚杆1根焊接而成),直径22 mm,其中下底角锚杆150°倾斜向下布设,锚杆排间距为700mm,锚杆露头部分配合金属网与钢带进行加强支护。
由数值模拟结果分析可知,采用初始支护方案进行巷道支护,巷道顶板塑性区最大可至3.9 m深,巷道两帮塑性区范围最大可至2.6 m,两者均超出了初始支护方案中锚杆的作用范围,使得锚杆失灵,无法起到应有的锚固支护效果;采用优化支护方案进行巷道支护,巷道顶板塑性区最大范围仅2.1 m,巷道两帮塑性区最大范围介于1.1 m~1.6 m间,可见选用超长锚杆进行支护后,巷道围岩塑性变形范围均处于锚杆控制范围内,巷道变形破坏得到有效控制。
4 结语
软岩巷道作为深部回采中的常见巷道类型,随着煤炭开采深部化进程的加速,逐渐变得越发常见。但传统的浅部巷道支护方式因深部地层与浅部地层迥异的应力环境而不再适用于深部巷道支护中。鉴于此,针对深部矿井巷道支护方案开展针对性优化设计探究,不仅是保证井下煤炭回采作业安全、持续开展的必然要求,更是推动煤炭产业长久、稳定发展的必要保障。
参考文献
[1]胡善超.深井巷道层状围岩变形破坏特征及机制研究[J].岩石力学与工程学报,2015(11):2376.
对煤矿巷道支护设计的分析 篇8
一、煤炭巷道支护发展概况
我国的煤炭巷道支护技术经历了几种不同的变革, 从木支护技术、砌碹支护, 型钢支护到锚杆支护, 取得了很大的进步。锚杆支护方式是在1996年左右从澳大利亚引进的巷道支护技术, 经过多年的研究, 锚杆技术如今在支护材料, 支护方式设计以及质量检测等方面都取得了很大的进步, 由于我国地域广阔, 地形相对比较复杂, 锚杆支护技术的使用在很大程度上克服了地形地质带来的巷道安全问题, 有效地促进了我国煤炭开采技术的发展, 锚杆支护技术也成为我国首要的煤炭巷道支护方式。
锚杆支护技术在我国从低强度发展到了高预应力强力支护, 最初的锚杆支护技术的支护强度比较低, 属于被动支护, 不能有效的应对高地应力或者强烈采动等一些较为复杂的煤炭巷道支护问题, 在一定程度上阻碍了我国煤炭产业的发展。为了解决这些煤炭开采过程中的安全威胁。我们在锚杆支护低强度的基础上开发出了高预应力的锚杆支护技术, 利用强力的锚杆和锚索实现了锚杆支护技术的主动支护形式, 有效地改善了煤炭巷道支护的安全问题。
二、锚杆巷道支护
简单来说是, 锚杆支护技术就是在一些地表工程或者隧道、采场等地下硐室施工中, 将金属件, 聚合材料等制成的支杆打入地表岩体或硐室周围事先钻好的孔洞中, 利用支杆的特殊构造或黏结作用将围体和稳定的岩体固定起来, 产生悬吊、组合梁以及组合拱效果达到巷道支护的目的。锚杆支护技术的成本相对较低, 而且易操作, 支护效果也很好, 得到了广泛的应用。
(一) 悬吊效果简述
悬吊就是将巷道上部比较薄弱的岩层和上部稳定的岩层悬吊在一起以达到固定的目的。根据对巷道支护的研究发现, 巷道上部的直接顶板或多或少都有一些弯曲变形的问题, 使用锚杆将变形的顶板悬吊在上部稳定的岩层上可以避免顶板的脱落。锚杆悬吊的效果主要取决于悬吊的岩层的厚度, 岩层层数和岩层弯曲时相对的弹性。悬吊虽然能够起到一定的巷道支护效果, 但是仍然有一定的局限性, 工程实践证明, 即使没有稳定的岩层达到悬挂效果, 锚杆支护仍然可以起到支护作用。
(二) 组合梁效果简述
组合梁是将巷道顶板中的层状顶板作为巷道支点的梁, 它可以承受上部岩层的压力, 再通过锚杆将每层的顶板固定成一个整体的组合梁, 使岩层层面和层理之间的摩擦力增大, 增强围岩的整体性可以防止岩层的脱落, 保证巷道岩层的完整。利用锚杆组合的组合梁相比一般的叠加梁来说能够承受更大的岩层弯曲力, 岩层之间的摩擦力越大组合梁的承压力就越大, 稳定效果也就越好。但是组合梁在解决岩层纵向裂缝时存在局限。
(三) 组合拱效果简述
组合拱是为了解决共性巷道围岩的破裂问题, 通过安装预应力锚杆在杆体两端形成圆锥形的压应力, 锚杆的压应力交错分布可以在巷道周围的岩层形成一个具有连续性的组合拱, 防止岩层之间出现分离的现象。组合拱可以承受上层岩石的载荷力, 对煤炭巷道的锚杆支护技术有一定的帮助作用。
(四) 组合锚杆支护
锚杆预紧力和锚杆工作阻力能够增加煤炭巷道顶板的承载能力, 利用钢带或其他有效的物体将锚杆结合起来可以改变煤炭巷道上部顶板的变形程度, 起到局部固定和整体维护的作用, 以避免巷道支护体系的破坏失衡。将锚杆和钢带等连接成一个整体可以限制巷道顶板的变性作用, 提高岩体的整体性防止顶板岩层的破裂分离。
在组合锚杆巷道支护技术中, 也常利用金属网进行整体防护, 使用金属网可以使巷道顶板的承压力更加均匀, 即使是岩层出现脱落分离, 有金属网的防护也能起到一定的阻碍作用来固定岩层, 保证巷道岩层的整体性减少甚至避免巷道坍塌。
钢带能够将金属网, 锚杆和岩层连接形成一个整体, 使锚杆的稳固性能更加突出, 是组合锚杆中一个主要的支护部件。如果只利用锚杆是无法达到预想中的巷道支护作用的, 利用钢带将锚杆和岩层连接在一起从而使巷道周围的岩层受力更加的均匀, 提高锚杆对巷道的支护作用。
锚杆支护技术需要钢带, 金属网, 锚杆等支护部件, 在进行支护部件选择时要严格考虑其参数, 为了保证煤炭巷道支护效果, 一定要进行科学合理的设计研究才能进行施工建设。
如今, 锚杆支护技术已经在我国的煤炭地下开采中得到了广泛的使用, 在一些危险性较高的巷道如岩巷道、高地应力巷道以及强烈动压巷道等取得了明显的效果。
2009年, “煤巷锚杆支护技术规范”的发布标志着我国煤炭巷道支护技术发展成熟。锚杆支护技术在我国地下矿区开采的普及率已经达到了很高的水平, 并形成了具有我国特色的煤炭巷道锚杆支护技术体系。成为我国地下煤炭开采的首选巷道支护技术, 有效地保证了我国煤炭行业开采的安全性, 促进了我国煤炭行业的发展。通过大量的实践检测, 锚杆支护技术显著地提高了地下煤炭巷道支护的效果, 在保证采煤工作安全快速推进、促进煤炭产量的大幅度增长方面起到了很大的作用。
三、结语
本文简要地介绍了我国煤炭开采的类型以及地下煤炭开采面临的一些地质问题, 着重介绍了煤炭巷道支护技术的几种支护方式, 介绍了巷道锚杆技术的应用效果。在一定程度上有利于促进我国煤炭巷道锚杆支护技术的普及, 同时对促进煤炭生产安全和国家煤炭能源经济发展有一定的帮助作用。
参考文献
[1]王文才, 等.煤炭产量预测与对比分析研究[J].现代矿业, 2012, 03.
[2]李俊朝, 等.专家系统在冶金中的应用[J].山西冶金, 2012, 01.
[3]池明阳, 韩纯杰.Ⅳ~Ⅴ类围岩开挖大直径隧洞支护设计[J].贵州水力发电, 2011, 06.
煤矿巷道支护方案设计研究 篇9
在全球经济飞速发展的同时, 能源的消耗在不断的增加, 煤炭作为主要的能源之一, 其需求量也在不断扩大。煤炭资源主要埋藏于地下, 这就使得其开采变得较为复杂, 其中巷道作为煤炭资源开采的“血管”, 在煤炭开挖过程中起着关键性的作用。巷道的支护设计关系着煤矿的安全, 起着重要的作用。本文针对延安某煤矿巷道的支护设计进行研究, 给出合理的支护设计方案。
1 支护设计原理
1.1 巷道破坏的机理分析
通常情况下, 巷道的破坏主要表现为围岩破坏和过大的变形, 从内部机理上分析, 主要是巷道围岩在地层压力作用下产生的破坏[1]。巷道开挖后, 其围岩应力进行重新分布, 当巷道受到的应力值超过部分围岩的塑性极限或使围岩进入显著的塑性状态, 巷道就发生显著的变形及破碎现象, 如顶板的下沉、底板起鼓, 帮部破碎等。
1.2 巷道支护设计机理
巷道支护设计理论已经发展的较为成熟, 常用的支护设计理论有悬吊理论, 组合梁理论、松动圈理论等[2]。悬吊理论认为巷道破坏只是在围岩的表面, 在一定深度范围内有稳定的岩层, 支护时可将锚杆打在稳定岩层上, 从而将下部破碎的岩体固定, 达到支护的效果。组合梁理论认为顶板岩层中存在若干层, 锚杆打入岩体后, 既可以增加岩层间的摩擦力防止错动, 还可以避免岩层出现离层现象。松动圈理论[3]认为巷道在地应力作用下, 从围岩远处到巷道内壁总共可分为3个区:弹性区、破裂膨胀剧烈区、破裂膨胀稳定区, 支护时, 若锚杆长度超过破碎区的深度, 便可达到支护效果。
2 工程地质条件
该煤矿位于陕北黄土高原腹地, 属于典型的黄土高原地貌。区内地表水均属黄河水系, 属于季节性河流。构造位置处于鄂尔多斯盆地之陕北斜坡中部, 构造形态总体为向北西方向缓倾的单斜构造, 局部发育有宽缓的波状起伏。区内主要为近于水平的平缓单斜地层, 倾向NNW, 倾角1~3°区内断裂构造不发育, 无岩浆活动迹象。
本文以50101回风巷为研究对象, 该巷道位于瓦窑堡组第四段顶部, 层状产出, 煤层厚度0.51~2.95m, 平均厚度2.19m, 属中厚煤层。煤层底板标高在970~1085m之间;煤层埋深在35~529m之间, 平均深度为328m;含较稳定的1~3层夹矸, 单层夹矸厚度5~49cm, 夹矸为粉砂岩及泥质粉沙岩, 结构较简单。煤层顶板岩性大多为灰黑色薄-中厚层状的油页岩, 局部为灰色厚层状的粉砂岩;底板多为灰黑色泥岩或粉砂质泥岩。
3 支护设计方案分析
3.1 松动圈测定方案
针对该工程条件, 依据松动圈理论, 确定该巷道的支护设计方案。在分析地质条件的基础上, 针对该巷道的特点, 进行现场测定巷道的松动圈范围。现场采用多点位移计[4]测定巷道的松动圈范围, 多点位移计如图1所示, 其原理是在要测定位置处先钻一定深度的孔, 依据孔的深度在不同位置处安放监测点, 并固定, 最后根据不同位置处监测点的位移确定巷道松动圈的范围。
测试孔在巷道开挖后布置, 紧邻掘进面布置在巷道顶板中间, 孔深6m, 共布置9个监测点, 分别为6m, 5m, 4m, 3m, 2.5m, 2m, 1.6m, 1.2m, 0.8m。监测方案共分为2个断面, 断面间距30m, 在安装初期需要详细数据, 每天监测2次, 当数据稳定后可减小监测频率。最后根据监测结果确定巷道松动圈范围。
3.2 松动圈测定结果
根据监测数据, 将结果绘制成图表, 分析巷道松动圈范围, 监测结果如图2、图3。
分析上图可知, 断面1顶板最大离层值发生在1.6~2.0m, 最大离层值为6mm, 断面2顶板最大离层值发生在1.6~2.0m, 最大离层值为5.5mm。由此可确定巷道的松动圈范围在1.6~2.0m之间。
4 结论
根据现场实测结果, 50101回风巷的松动圈范围在1.6~2.0m之间, 则该巷道的锚杆支护设计采用2m长的锚杆可以锚固下部破碎岩体, 保证巷道的安全生产, 并且在巷道支护完成后, 对巷道的变形进行观测, 最后都趋于稳定状态, 由此可知该设计方案满足设计。
参考文献
[1]董方庭, 等.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.
[2]何满潮, 袁和生, 靖洪文, 等.中国煤矿锚杆支护理论与实践[M].科学出版社, 2004.
[3]秦帅, 宋宏伟, 杜晓丽, 王春苗.松动圈围岩支护理论的研究与应用现状[J].西部探矿工程, 2011, 23 (12) :105-109.
煤矿巷道三维建模系统设计与实现 篇10
关键词：数字矿山,三维巷道模型,java,JOGL
l、引言
"数字矿山"是在矿山范围内建立一个以三维坐标为主线的矿山信息模型[1], 其核心是在统一的时间坐标与空间框架下, 科学、合理地组织各类矿井数据信息, 将海量异质的矿井数据信息资源进行全面、高效和有序的管理和整合, 并进行可视化表达, 实现图形与数据库的有效链接。
20世纪90年代中后期, 随着煤炭行业信息化程度的提高, 国内外的研究人员认识到虚拟现实技术在煤炭行业的重要性, 并在理论和实际应用方面做了探索性的研究[2,3]。英国诺丁汉大学的AIMS研究所率先对矿山危险认证和风险评估进行了系统的研究, 建立了风险评估模型, 并开发出安全培训VR软件包SafeVR。AIMS的研究人员还开发出了VROOM, 通过创造大量的虚拟矿山模型完成虚拟环境的创造, 主要用于矿山机械设备的操作培训方面。Denby在AIMS基础上开发出了拖车危险认证系统、安全检查培训系统、矿山事故培训系统等。美国5DT公司开发的VR Coal可以构建比较真实的采煤环境, 为用户提供了采煤机、梭式矿车、采煤工作面、煤层、煤层顶底板的三维模型, 主要用于采煤机的操作培训[4]。Earthworks研究人员开发了矿山虚拟环境系统软件InTouch, 实现来了虚拟地表飞行和用户漫游功能, 并且可以通过查询的方式与地质对象进行交互[5]。澳大利亚联邦科学与工业研究组织 (CSIRO) 下的旷野工程研究组开发的虚拟煤矿环境系统的原型Virtual Mine将各种不同煤矿数据进行集成和可视化显示的平台, 使用户可以直观、立体地观察数据及其相互之间的关系。北京龙软公司开发出系列软件实现了矿区环境的三维虚拟化[6]及煤矿生产信息化管理。
本文通过矿井常见的巷道按照其截面形状进行分类, 建立煤矿巷道三维模型, 然后对煤矿常见生产设备采煤机进行抽象, 建立采煤机模型。重点介绍了三维模型的建立过程和方法, 最后使用java语言实现了煤矿三维模型绘制。
2、煤矿巷道三维建模
2.1 煤矿巷道总体分析
巷道是煤矿中的重要人工实体, 由于煤矿巷道都是空心的, 一般采用表面模型进行建模, 如线框模型或CSG模型。巷道中心线和断面相关参数的计算是巷道三维建模的前提, 巷道断面形态控制着巷道的几何形态, 巷道中心线控制巷道的空间位置和延伸方向。煤矿巷道分为很多种类, 包括:竖井、煤巷、岩巷等。巷道断面的形状有圆形、矩形、梯形、拱形。其中竖井一般为圆形断面, 煤巷一般为矩形或梯形断面, 岩巷一般为拱形断面。中心线往往选择断面形状对称点, 如这样有利于对断面进行三角剖分。下面就以巷道断面的不同形态进行分类建模。在建模过程中, 使巷道的中心线和z轴重合, 并且沿着z轴负方向延伸, 巷道断面的平行于xoy平面。对巷道的建模采用线框模型。
2.2 矩形断面巷道
矩形巷道截面的中心点选在巷道截面模型对角线的交点上, 断面被剖分成4个三角形。可以通过控制矩形断面的宽和高来控制巷道的大小。
给定参数W (巷道宽) 、H (巷道高) 、L (巷道长度) , θ (巷道与水平面的夹角) , 可以首先确定位于xoy平面的截面上点A、E、N、D坐标, 进而可以通过向量运算求出其他顶点的坐标。给定空间夹角θ和长度可以确定向量EF的坐标, AB、DC、MA平行于EF, 那么它们的坐标表示是一致的。所以有:
通过向量运算, 可以确定其他的顶点。
2.3 梯形断面巷道
对于断面是梯形的巷道, 考虑简单的情形, 认为断面为等腰梯形, 如图1。可以通过参数tl (断面上底) 、b (断面下底) 、H (断面高度) 来控制巷道口径的大小。梯形断面巷道的中心点选在梯形中位线和上下两底面的中点连线的交点上。
对于梯形巷道, 假设巷道起始面在xoy平面上。给定参数巷道断面的上底 (tl) 、下底 (bl) 、高 (H) 、巷道的长度 (L) , 巷道于水平面的夹角 (θ) , 就可以确定在xoy平面上的四个点的坐标, 即可以确定点A、B、C、D的坐标:
由于给出向量AE的方向和长度, 那么向量AE也就唯一确定了, 向量BF、CG、DH平行于向量AE, 那么他们的坐标表示也就确定了。现在来计算E、F、G、H的坐标。使用向量的加法可以得出向量:
进而可以得出点E、F、G、H的坐标。
2.4 圆形断面巷道
观察圆形巷道的截面, 通过截面圆的半径可以控制巷道口径的大小。
对于圆形巷道, 只要给定参数R (截面圆半径) , L (巷道的长度) 、θ (巷道于水平面的夹角) 。在OpenGL实用函数库里面已经给出了一个绘制圆柱的函数:
gluCylinder (GLUquadricObj obj, double baseRadius, double topRadius, double height, int slices, int stacks) 。先使用这个函数绘制出一个立体的圆柱, 然后通过坐标变换函数glRotatef (float angle, float x, float y, float z) 就可以得到要求的巷道模型。
2.5 拱形断面巷道
拱形巷道由两部分组成, 巷道的总体是一个矩形模样, 巷道的顶板是一段圆弧, 圆弧曲率决定了顶板的高度, 也决定了巷道最终的高度。选取圆弧的圆心为巷道的中轴线, 巷道的四个角与中心点的连线把巷道划分为四部分。如果给出截面的宽度 (w) 、巷道壁的高度 (h) 和顶板圆弧的半径 (R) , 那么就可以唯一确定一个拱形巷道的截面, 并且巷道截面是关于Y轴对称的。
正如图2所显示的那样, 把顶板圆弧划分弧段, 在划分足够细的情况下弧段可以用线段表征。这样, 在顶板上每隔一定弧段可以画一个矩形, 多个矩形就拼凑成弧形顶板。具体过程如下:
从B点开始一个弧段;
设定角度增量为γ;
For从弧度90-α到90+α
设定角度β=90-α;
计算弧段的终点坐标, x=R*cos (β+γ) , y=R*sin (β+γ) ;
计算的到其余顶点的坐标;
绘制矩形;
按照这样就可以把顶板绘制出来, 从绘制过程中可以看出顶板和两壁是位置连续的。
2.6 巷道基本连接
煤矿井底的巷道错综复杂, 仅仅有各种截面形状巷道的图元还不能实现煤矿三维模型的建立, 还需要把各种巷道连接起来组成一个整体的模型。煤矿巷道的连接关系有很多种情况, 为了使研究简化而又不失一般性, 现在做出以下一些限制和假设:
(1) 仅限于同种类型巷道的连接, 即相互连接的巷道的截面类型都相同;
(2) 相连接的巷道的截面大小一样;
(3) 巷道连接处只有单帮有过渡, 另一帮直接相交;
(4) 已知相连巷道的中轴线的夹角为θ, 并且θ∈ (0180) 。
给出巷道的连接的示意图, 两条巷道中轴线的夹角为θ。P1、P2为两条巷道左帮的连接处, Q为两条巷道右帮的相交处。在右帮相交的处两条巷道的连接是位置连接, 即两个面相交处在交线处仅仅是坐标相同。巷道的左帮相接会有一个过渡段, 如模型所示, 过渡段的绘制过程如下:
首先, 已知的参数有两巷道相交的夹角θ, 巷道的宽度d、巷道相交处右帮的坐标, 巷道相交左帮过渡段的起始坐标。在绘制过渡段时, 巷道相交的竖直面使用绕Y轴旋转一定角度的矩形拼接而成, 连接处的顶板和底板使用腰为d的小等腰三角形拼接成一个扇形面来拟合。具体过程如下:
绘制过渡段顶板
令β=180-θ (过渡段需要拟合的范围) , 常量γ为拟合三角形的顶角;
局部坐标绕y轴旋转然后平移到巷道连接的起点;
在XOZ平面绘制拟合三角形 (假设该等腰三角形关于轴对称)
按照同样的方法可以绘制出底板。
绘制侧面:
局部坐标绕y轴旋转然后平移到巷道连接的起点;
在XOY平面绘制拟合矩形 (假设该矩形一边于轴重合)
这样就可以把巷道连接的过渡段拟合出来了。
2.7 采煤机模型
如图3所示的采煤机的模型。采煤机由电动机、割截部、牵引部、辅助装置等组成。在建立采煤机模型的时候, 把电动机和牵引部抽象为一个可移动的立面体, 可以通过键盘左右键控制整个采煤机左右移动;把割截部抽象为一个齿轮, 可以通过键盘控制齿轮是否旋转, 齿轮的旋转与否表征采煤机的工作状况;割截部于采煤机主体通过摇臂减速器相连, 摇臂减速被抽象为一个平行六面体, 齿轮是固定在它的一头的, 另一头连接采煤机主体, 可以通过键盘控制连接体于水平面的夹角以达到控制齿轮的高度的目的。采煤机齿轮的转速于齿轮的齿的个数和每次旋转转动的角度有关, 当齿轮的旋转的度数<180/ToothCount时 (toothCount为齿轮齿的个数) , 齿轮正转, 齿轮的速度与齿轮的旋转度数成正比, 当180/ToothCount<齿轮的旋转的度数<300ToothCount时, 齿轮反转, 齿轮的速度与齿轮的旋转度数成反比。绘制采煤机的过程如下:
按照上面的方法, 就可以绘制出一个采煤机模型。
3、模型实现
矩形截面的巷道图元模型, 煤矿开采面和运输巷道多为矩形巷道。矩形巷道图元需要输入的必要参数有:矩形截面的高度, 宽度, 巷道长度。还有一些其他可选参数如图元空间走向, 显示光照类型, 材质贴图等等。
梯形巷道三维模型效果, 梯形巷道图元主要用来模拟开采面巷道。梯形截面图元需要输入的必要参数有:梯形截面的高, 上下底, 巷道长, 其他可选输入的参数也包括图元空间走向, 光照类型, 材质纹理参数等。
圆形巷道模型, 煤矿下立井多为采用圆形巷道。圆形巷道需要给出的参数是巷道的长度、截面圆的半径, 以及关照和纹理选择参数。
如图4所示的拱形巷道图元。拱形截面巷道图元需要的必要参数有:矩形部分的宽, 高, 拱形的半径, 巷道的长等, 其他可选参数也包括图元空间走向, 光照类型, 材质纹理参数等。
如图5展示了巷道的连接模型。以当前巷道的末端为连接的下一段巷道起始点, 在两段巷道的连接处自动绘制出一个过渡带, 以实现巷道的平滑连接。给出下一个巷道段相对于现有巷道段的水平偏转角度和竖直偏转角度就可以自动生成后续巷道, 例如要生成运输斜巷可以给出运输巷道与水平面的夹角θ和运输巷道在现有巷道末端所在的平面的偏转角度α就可以一巷道末端生成一个倾斜的运输巷道;要生成主副立井则设置参数水平偏转为0, 竖直角度为90度即可。
如图6所示, 采煤机的三维模型。采煤机的齿轮的旋转速度是可控的以适用于各种煤层的采掘, 它于齿轮的齿的个数和齿轮每一步旋转的度数有关, 连接齿轮的臂可以通过键盘控制它于水平面的夹角进而调整合适的采煤高度, 整个采煤机可以通过左右键控制向前或向后移动。
4、结论
本文针对煤矿三维可视化系统的要求, 对煤矿巷道和煤矿下基本工作设备-采煤机进行了详细分析, 建立其三维模型, 并在Java平台下予以实现。首先, 按照巷道截面类型可把巷道分为矩形截面巷道、梯形截面巷道、圆形截面巷道、拱形截面巷道;对每种类型巷道的结构进行了详细分析, 抽象出巷道三维模型, 给出了具体实现过程。然后, 分析了采煤机结构, 建立了采煤机的三维模型。最后, 采用Java语言, 以Eclipse为平台, 实现了三维巷道模型和采煤机模型的绘制。
参考文献
[1]谢和平.21世纪高新技术与我国矿业的发展与展望.中国矿业, 2002, 11 (l) :15-22
[2]Bise C.J.Virtual reality:Emerging technology for training ofminers.Mining Engineering, 1997, 34 (1) :37-41
[3]曹代勇, 王占刚.三维地质模型可视化中直接三维交互的实现.中国矿业大学学报, 2004, 33 (5) :384-387
[4]程结海, 张震宇, 万刚.基于虚拟现实技术的三维矿井漫游系统研究[J].长沙:矿业研究与开发.2005年第4期.
[5]李金明, 齐尚龙, 李润.基于GIS的新型煤矿监控管理方案的应用性研究.兰州石化职业技术学院学报, 1671-4067 (2008) 02-0018-03
巷道锚杆支护施工技术 篇11
【关键字】锚杆支护；施工；技术
锚杆支护施工的主要工序，有钻凿锚杆孔和安装紧固锚杆。前者的主要设备是锚杆钻机，后者则主要使用搅拌和紧固锚杆使用的工具。
1、锚杆钻机选型
它是锚杆支护的主设备，其种类较多，按其使用的动力可分为液压、气动和电动；按其工作原理分为冲击式、旋转式和复合式。
按钻机的整体结构可分为单体式、钻车式和综合式。因其各矿巷道断面大小、推进方法、机械化水平等各不相同，在选择锚杆钻机时要从实际出发，遵循以下原则要求：（1）锚杆钻机所使用的动力要和巷道掘进机械使用的动力一致，动力应单一。（2）机型尽可能小、重量要轻、搬运方便。（3）钻机质量要优良，操作方便、灵活，工作安全可靠，效率较高。（4）尽量要一机多用，可以钻工作面的炮眼，又可以钻锚杆孔。（5）锚杆钻机应与掘进施工机械配套。（6）针对煤巷锚杆支护，单体型锚杆钻机机型应小、重量要轻、搬运方便，并可与耙斗机配套使用，要作为优先选择的系列。对机械程度要求不高的煤矿，也可以利用掘进所用的电动或风动钻机钻凿锚杆孔。
2、QYM30A型液压锚杆钻机
这种钻机是煤、半煤岩巷道钻凿顶板锚杆孔的专用设备。
2.1适用范围
围岩抗压强度小于或等于80MPa，f小于或等于8；巷道断面形状：矩形、斜顶矩形、梯形，巷道高度：1.8m～3.2m。
2.2主要技术特征
（1）钻机。
额定压力：10MPa；
额定转矩：40N·m；
额定转速：430r/min；
最大推力：6000N；
一次推进行程：1000mm；
最小外形尺寸：1050（1500）mm×200mm×360mm；
质量：47—48kg。
（2）液压泵站。
额定压力：13MPa；
额定流量：15L/min；
电机：YB112M 4型，4kW（380/660V）；
外形尺寸：840mm×490mm×540mm；
油箱容积：45L；
工作介质：N68普通液压油、N68机械油；
质量：175kg（含油）。
2.3主要結构及工作原理
QYM30A型液压锚杆机采用全液压传动，由钻机和专用配套动力源液压泵站组成。泵站输出的压力油经两根进、回油软管送至钻机，软管用快速接头连接。压力油通过组合阀分配到液压马达和推进液压缸，实现钻孔所需的各种动作程序。湿式钻孔用水由工作面的水管引至钻机，同时通过组合阀控制水路的开关。
（1）钻机：由液压马达、推进液压缸、组合阀、操纵架等部件组成。钻机的回转机构液压马达为径向柱塞式低速大扭矩液压马达。为适应各种高度巷道的使用要求，推进液压缸有单级和双级伸缩型式结构。组合阀的功能主要有控制液压马达的开启、系统卸载、液压缸升降和调节推进力的大小。组合阀由两个滑阀和一个减压阀组成。操纵架是钻机开眼前的扶持机构和钻孔中对组合阀的操纵机构。
（2）液压泵站：由隔爆电动机、齿轮泵、溢流阀、压力表、油箱、机架等部分组成。
（3）电器设备：泵站的隔爆电动机需要与隔爆型磁力启动器配套使用。
2.4钻机的使用和施工应注意的问题
（1）施工程序。一是把钻机搬运至工作地点，泵站置于后面巷道的任意一帮，将引自泵站的出油管和回油管通过快速接头与钻机对接好，再把工作面的水管与钻机接通。二是检查油箱的油位，要高于最低油面线，接通电源，启动电动机，检查其转向，满足规定后，关闭电源。三是调整泵站最高输出油压力，其调整程序为：暂时断开泵站出油管与钻机对接的快速接头，启动电动机，调节溢流阀，使压力表所示的压力值在13MPa以上。关闭电源，重新将出油管上的快速接头对接好。四是竖起钻机，插上短钻杆，一人握持操纵架，一人辅助扶稳钻机后，左手向内转动旋转套，启动液压马达，右手向外转动旋转套，打开水路，液压缸升起开始推进钻杆进行钻孔。钻杆至行程终点时，左手向内转动旋转套，液压缸系统卸载，马达停转，换上长钻杆，重复以上动作完成一个锚杆孔的钻进。拔出长钻杆，插上搅拌连接头，升起液压缸，启动液压马达，进行锚固剂搅拌，完成黏结型锚杆的安装。左手向内转动旋转套，液压缸系统卸载。把钻机挪位，进行下一个钻孔循环。五是一次钻孔工作结束，关闭电源，拆掉钻机上的主油管和水管，把钻机冲洗干净后撤出工作面，放在安全地点。
（2）维护与保养。一是钻机、泵站、油管在运输和停放时都要进行保护，不得碰、撞、砸。炮掘工作面爆破时要用钢板把钻机和泵站覆盖，避免炮崩损坏。二是不可随意拆卸紧固件，快速接头拆开后一定要用防护套罩封好，避免脏物对液压系统产生污染。三是油箱加油，要通过空气滤清器的滤网。
3、打锚杆眼与安装锚杆
3.1打锚杆眼
在打眼之前，要严格按中、腰线检查巷道断面规格，不能满足设计要求的要先进行处理。在打眼前先根据从外到里、先顶后帮的顺序要求检查顶、帮，找掉活矸、岩，在确认安全后才能进行作业。锚杆眼位置应准确，眼位误差不可超过100mm，眼向误差要小于15°。锚杆眼深度要与锚杆长度匹配，打眼时要在钻杆上做好标志，按锚杆长度打锚杆眼。打眼要按从外向里、先顶后帮的顺序进行。
3.2树脂锚杆安装
安装前要把眼孔内的积水、岩粉用压风吹净。吹扫时，操作人员应站在孔口背风一侧，眼孔方向不得有人，之后将树脂锚固剂送入眼底。再把锚杆插入锚杆眼内，使锚杆顶住树脂锚固剂，外端头套紧螺母，用专用套筒的锚杆安装机卡住螺母。开动锚杆安装机，使锚杆安装机带动杆体旋转把锚杆旋入树脂锚固剂内，直至锚杆达到设计深度，便可撤去锚杆安装机。搅拌旋转时间不可小于35s，然后卸下螺帽，上好托盘，拧上螺母。
3.3锚固力检测操作
煤矿巷道三维自动建模系统的设计 篇12
1 建模方法选择[2]
数字空间中的信息主要有一维、二维、三维几种形式。一维的信息主要指文字，通过现有的键盘、输入法等软硬件。二维的信息主要指平面图像，通过照相机、扫描仪、PhotoShop等图像采集与处理的软硬件。对于虚拟现实技术来说，关心的核心是事物的三维建模。按使用方式的不同，现有的建模技术主要可以分为：几何模型、扫描设备、基于图像等几种方法。基于图像的建模技术不依赖于三维几何建模，而是利用照相机采集的离散图象或摄象机采集的连续视频作为基础数据，经过图象处理生成真实的全景图象，然后通过合适的空间模型把多幅全景图象组织为虚拟实景空间，用户在这个空间中可以前进、后退、环视、仰视、俯视、近看、远看等操作，从而实现全方位观察三维场景的效果，多用于漫游系统。图像建模法应用比较广泛，也是当下研究的重点。本系统的设计思想就源于此种建模方法。
2 系统总体设计
本系统设计为菜单控制窗口显示型虚拟建模系统。计算机显示器为主要的输出设备，通过专用的图像浏览器可以全方位的观察建模效果并及时改进模型。模型的搭建为实现整个矿区的漫游奠定了基础。
2.1 环境配置
系统工作环境主要由软件和硬件两大部分构成。软件方面包括WinXP操作系统和Microsoft Visual C++6.0、Direct3D等集成软件开发环境。硬件方面主要是一台高性能配置的PC机。由于虚拟现实技术对实时性要求高且图像质量要求逼真，所以最好采用独立的显卡处理器。建议最低配置标准：CPU,P4 2.4G;独立显卡，64M;硬盘，80G;内存，512M。
2.2 工作流程
本系统工作流程大体可以分成三步。
首先是接收数据。建立巷道三维模型需要的数据为巷道底面中心线三维坐标和断面参数，具体包括巷道底宽，高，弯度，连接点信息等数据。数据获取有两种途径，一种是直接从矿井设计图纸上直接获取巷道结构和布局的原始数据，经过转换处理得到符合要求的数据。此方法处理过程繁琐，计算量大;另一种方法是建立数据库，直接从数据库中读取数据，简便准确快捷。
第二步是对输入的符合要求的数据进行计算，在vc++环境下进行调试和编译。
最后得到巷道的模型结构图。扩展模块的存在可以随时修改更新巷道模型。整个系统的流程框图如图1所示。
2.3 系统构成
本系统由数据导入模块，巷道生成模块，视频教学模块和帮助模块构成。图2为系统结构组成框图。
数据导入模块主要负责数据的输入，输入的数据包括巷道节点信息，巷道始终号及类型，如图4所示。节点信息包括节点的三维坐标;巷道信息包括连接类型、高度、底宽和井筒半径等信息。巷道生成模块用来生成模型的X文件，巷道模型以X格式文件存储。视频教学模块作用是简单介绍本系统的使用方法。帮助模块可以协助解决系统在使用过程中出现的问题。本系统具备扩展性，当巷道节点发生变化时，模型可随时调整。图3为巷道三维自动建模系统界面图。
3 系统关键技术
3.1 巷道模型生成
巷道断面是巷道自动建模过程中的重要参数,主要有拱形、矩形、梯形、斜梯形等形态。本系统设有形态选择菜单，可以根据实际巷道形状选择相应的断面类型。现在以最常见的拱形断面来说明巷道模型产生过程。
图5是初始拱形断面在Direct3D坐标系中的位置，Direct3D中的坐标系是左手坐标系。在此断面上设置12个点，并给出这12个点的初始信息，包括点的三维坐标、倾角α等。点的个数可以调整，点数越多图形渲染、显示速度就会变慢;个数太少，图形逼真度就会降低。
利用D3DX扩展函数库d3dx9.lib提供的D3DXMatrixRotationY,D3DXMatrixS-caling,D3DXMatrixTranslation等函数，旋转、缩放、平移断面初始信息，得到所需断面信息，编程实现断面点信息的连接，产生点X文件，即可完成巷道的自动生成。
3.2 点X文件
点X文件即后缀名为.X格式的文件，主要是用来存储网格数据的。它通常存储了三维模型的顶点坐标、颜色、法向量、纹理坐标以及动画帧等信息。本系统生成的巷道模型就是以点X文件存储的。利用传统的三维建模工具(如3ds Max或Maya)制作的三维模型通常比较复杂，即多边形数量很多，而多边形数量越多，图形渲染速度越慢，所以在自动建模时，在不明显影响视觉效果的前提下，尽量减少多边形的数量。使用点X文件可以根据模型调整多边形的数量，提高图形渲染速度[3]。
3.3 数据库
数据库是计算机应用系统中的一种专门管理数据资源的系统[4]。数据库系统不从具体的应用程序出发，而是立足于数据本身的管理，它将所有数据保存在数据库中，进行科学的组织，并借助于数据库管理系统，以它为中介，与各种应用程序或应用系统接口，使之能方便地使用数据库中的数据。数据库系统能解决数据通用性差，不便于移植，浪费存储空间、更新不便等问题。本系统加入了数据库模块，主要负责管理两种类型的数据：巷道节点信息和巷道连接关系信息。当巷道的结构发生改变时，相应的数据变化也可以在数据库中体现出来。
4 系统应用实例
煤矿开采对象为类型众多、形态各异、条件多变且采前未能完全确知的天然资源,且井下巷道纵横交错、错综复杂,工作地点及资源条件不断变化[5]。通过煤矿巷道三维自动建模系统生成巷道模型，可以立体、直观、准确地表现并反映井下巷道及其空间关系,对于指导现场生产和培训矿工安全生产有着积极意义。图6为采用本系统生成的巷道模型实例图。该模型选择了常见的拱形断面，使用了八个节点，包含了竖井筒，直巷道，三叉巷道等类型。图7为根据山东一矿井生成的巷道整体模型图。
5 结束语
煤矿巷道三维自动建模系统主要用于地下巷道三维模型的建立以及显示，旨在通过简单的原始数据以及属性描述，建立起符合真实感的巷道模型，把二维的地下巷道数据转化为空间三维模型，给人以直观的视觉效果。巷道模型对于矿区工人和技术人员进行岗前教育培训、迅速熟悉矿区结构具有重要作用，同时也为实现虚拟矿山的漫游奠定了基础。
参考文献
[1]赵建忠,段康廉.三维建模在虚拟矿山系统中的应用[J].矿业研究与开发,2005,2(1):56-57.
[2]李自力.虚拟现实中基于图形与图像的混合建模技术[J].中国图象图形学报,2001,6(1).96-100.
[3]王德才,杨关胜,孙玉萍.精通DirectX3D图形与动画程序设计[M].北京:人民邮电出版社,2007.
[4]顾兵.SQL SERVER2000网络数据库技术与应用[M].武汉:华中科技大学出版社,2006.
【巷道设计】推荐阅读：
巷道支护设计09-07
准备巷道锚杆支护设计07-06
巷道锚杆支护参数设计10-07
老城区小巷道改造设计10-04
软岩矿井采区巷道优化设计分析论文05-17
巷道建模07-14
矿井巷道07-06
开拓巷道07-29
巷道治理08-08
巷道探测08-20