井底车场与硐室

第一节  井底车场的结构与形式

井底车场是指位于开采水平，连接矿井主要提升井筒和井下主要运输、通风巷道的若干巷道和硐室的总称，是连接井筒提升和大巷运输的枢纽。它担负对煤炭、矸石、伴生矿产、设备、器材和人员的转运，并为矿井通风、排水、动力供应、通信、安全设施等服务。

一、井底车场的结构

由于矿井开拓方式不同，井底车场可分为立井井底车场和斜井井底车场两大类。因其车场结构基本相同，故这里只讨论立井井底车场。

图9－1为我国年产0.6～1.2Mt矿井常用的环形刀式井底车场立体示意图；图9-2为3.0Mt的兖州鲍店煤矿井底车场立体结构示意图，其煤炭运输采用胶带输送机。从图中可以看出，井底车场是由主要运输线路、辅助线路、各种硐室等部分组成。

 

图9－1  环行刀式立井井底车场立体示意图

l－主井，2－副井；3－主排水泵硐室；4－吸水小井；5－翻笼硐室；6－斜煤仓；7－箕斗装载硐室；8－清理撤煤斜巷；

9－主井井底水窝泵房；10－防火门硐室；11－调度室；12－等候室；13－马头门；14－主变电所，15－管子道；

16－内水仓；17－外水仓；18－机车库及修理间；19－主要运输大巷；

Ⅰ－主井重车线；Ⅱ－主井空车线；Ⅲ－副井重车线；Ⅳ－副井空车线；Ⅴ－绕道

图9－2  胶带输送机上仓立井井底车场立体示意图

1－主井；2－副井，3、4、5－胶带输送机巷；6－圆筒煤仓；7－给煤胶带输送机巷；8－箕斗装载硐室；

9、10－轨道运输大巷；11－副井重车线；12－副井空车线；13－主井井底清理撒煤硐室；14－副井清理斜巷；

15－主变电所；16－主排水泵硐室；17－水仓；18－调度室；19－机车修理间；20－等候室；

21－消防材料库；22－管子道

1．主要运输线路（巷道）

包括存车线巷道和行车线巷道两种。存车线巷道是指存放空、重车辆的巷道。如主、副井的空、重车线，材料车线等。行车线巷道是指调动空、重车辆运行的巷道。如连接主、副井空、重车线的绕道，调车线，马头门线路等。

大型矿井的主井空重车线长度各为1.5～2.0列车长；中小型矿井的主井空重线长度各为1.0～1.5列车长；副井空重车线的长度，大型矿井各按1.0～1.5列车长，中小型矿井按0.5～1.0列车长；材料车线长度，大型矿井应能容纳10个以上材料车，一般为15～20个材料车，中小型矿井应能容纳5～10个材料车；调车线长度通常为1.0列车和电机车长度之和。

2．辅助线路（巷道）

主要是指通往各种硐室的巷道。如通往主排水泵硐室、水仓的通道，主井撒煤清理斜巷（或水平巷道）及通道，管子道，通往电机车修理库的支巷等。

3．硐室

为了满足生产技术、管理和安全等方面的需要，井底车场内需设置若干硐室。按它们在井底车场中所处的位置和用途不同可分为副井系统硐室、主井系统硐室以及其它硐室。

（1）副井系统硐室

如图9－3，副井系统硐室主要包括：

1）马头门硐室。位于副井井筒与井底车场巷道连接处，其规格主要取决于罐笼的类型、井筒直径以及下放材料的最大长度。其内安设摇台、推车机、阻车器等操车设备。材料、设备的上下，矸石的排出，人员的升降以及新鲜风流的进入都要通过马头门。

2) 主排水泵硐室和主变电所。主排水泵硐室和主变电所通常联合布置在副井附近，使排水管引出井外、电缆引入井内均比较方便，且具有良好的通风条件，一旦有水灾时可关闭密闭门，使变电所能继续供电，水泵房能照常排水。水泵房通过管子道与副井井筒相连，通过两侧通道与井底车场水平巷道相连。其内分别安设水泵和变电整流及配电设备，负责全矿井井下排水和供电。

 

3）水仓。水仓一般由两条独立的、互不渗漏的巷道组成，其中一条清理时，另一条可正常使用。水仓入口一般位于在井底车场巷道标高最低点，末端与水泵房的吸水井相连。其内铺设轨道或安设其他清理泥沙设备，用以储存矿井井下涌水和沉淀涌水中的泥沙。

4）管子道。其位置一般设在水泵房与变电所连接处，倾角常为25～30°，内安设排水管路，与副井井筒相连。

除以上硐室外，副井系统的硐室还包括等候室和工具室以及井底水窝泵房等。

（2）主井系统硐室

主井系统硐室主要有：

1）推车机、翻车机（或卸载）硐室或胶带机头硐室。对于采用矿车运输的矿井，位于主井空、重车线连接处，其内安设推车机和翻车机，将固定式矿车中的煤卸入煤仓。对于底卸式矿车而言，在卸载硐室内安设有支承托辊、卸载和复位曲轨、支承钢梁等卸载装置。对于采用胶带运输的矿井，胶带机头硐室位于胶带输送机巷尽头，直接卸煤于井底煤仓中。

2）井底煤仓。煤仓的作用是储存煤炭、调节提升与运输的关系。煤仓上接翻车机硐室或卸载硐室，下连箕斗装载硐室（图9－14 a）。对于大型矿井，则通过给煤机巷间接与箕斗装载硐室相接（图9－14 b）。

3）箕斗装载硐室。  对采用矿车运输的矿井，箕斗装载硐室位于井底车场水平以下（图9－1），上接煤仓下连主井井筒；当大巷采用胶带输送机运输时，箕斗装载硐室可位于井底车场水平以上（图9－2），这样可减少主井井筒的深度。其内安设箕斗装载（定容或定重）设备，将煤仓中的煤按规定的量装入箕斗。

另外，主井清理撒煤硐室位于箕斗装载硐室以下，通过倾斜巷道与井底车场水平巷道相连，其内安设清理撒煤设备，将箕斗在装、卸和提升煤炭过程中撒落于井底的煤装入矿车或箕斗清理出来；主井井底水窝泵房是位于主井清理撒煤硐室以下，其内安设水泵。

（3）其他硐室

1）调度室。  位于井底车场进车线的入口处。其内安设电讯、电气设备，用以指挥井下车辆的调运工作。

2）电机车库及电机车修理间硐室。  位于车场内便于进出车和通风方便的地点。其内安设检修设备、变流设备、充电设备（蓄电池机车）。供井下电机车的停放、维修和对蓄电池机车充电使用。

3）防火门硐室。  多布置在副井空、重车线上离马头门不远的单轨巷道内。其内安设两道便于关闭的铁门或包有铁皮的木门。一旦井下或井口发生火灾时用来隔断风流，防止事故扩大。

此外，在井底车场范围内，有时还设有乘人车场、消防列车库、防水闸门等。爆炸材料库和爆炸材料发放硐室一般设在井底车场范围之外适宜的地方。

二、井底车场形式

由于井筒形式、提升方式、大巷运输方式及大巷距井筒的水平距离等不同，井底车场的形式也各异。

井底车场按运行线路不同，可分为环形式、折返式和环形－折返混合式等三种类型。

1．环形式井底车场

（1）立井环形式车场

根据主、副井筒或空、重车线与主要运输巷道（运输大巷或石门）的相互位置关系，即相互距离及其方位不同，可将环形式车场分为卧式、斜式和立式三种。

l）卧式：当主、副井筒距主要运输巷道较近，而且主、副井存车线与主要运输巷道平行布置时，采用卧式（图9－4 a）。这种车场两翼进车、回车线绕道可以全部利用主要运输巷道，节省开拓工程量。缺点是交岔点及弯道较多，重列车需在弯道上顶车。

2）斜式：当主、副井筒距主要运输巷道较近，或者由于地面生产系统的需要，必须使主、副井存车线与主要运输巷道斜交时，采用斜式（图9－4 b）。这种车场特点是可以局部利用主要运输巷道。因车场进车处不宜布置三角道岔，所以，当两翼来车时，只有一翼较方便。

图9－4  立井环形式井底车场

a－卧式；b一斜式；c一立式；d一刀式

l－主井；2－副井；3－翻车机硐室；4－运输大巷或石门；5－主井重车线；6－主井空车线；

7－副井重车线；8－副井空车线；9－绕道；10－调车线

3）立式：当主、副井筒距主要运输巷道较远，而且主、副井存车线与主要运输巷道垂直时采用立式（图9－4 c）；若主、副井筒距主要运输巷道更远时，可采用另一种立式（图9－4 d），常称为刀式。前者车场可两翼来车，并设有专用的回车线，工程量较大，需在弯道上顶车作业。后者车场为甩车、顶车创造了有利条件。

（2）斜井环形式车场

与立井环形式车场一样，斜井环形式车场也可分成卧式、斜式和立式三种，故其结构特点和优缺点与立井均相同，如图9－5所示。主斜井一般采用箕斗或胶带输送机，副斜井为串车提升。

 

 

 

图9－5  斜井环形式车场

a－卧式；b－刀式

1－主斜井；2－副斜井

2．折返式井底车场

（1）立井折返式车场

同样，根据主副井筒或空、重车线与主要运输巷道（运输大巷或石门）的相互位置关系，可将折返式车场分为：梭式和尽头式两种。

1）梭式。当主、副井筒距主要运输巷道很近，而且主、副井存车线与主要运输巷道合一时，可采用梭式（图9－6 a）。卸煤方式可用翻车机，也可用底卸式矿车。辅助运输仍利用环形线路。

2）尽头式。当主、副井筒距主要运输巷道远，而且主、副井存车线与主要运输巷道垂直时，可采用尽头式（图9－6 b）。矿车只能从一端入场，经卸载后回到始端，车场作业在主石门中进行。这种车场实为单侧进车的梭式车场。

（2）斜井折返式车场

斜井折返式车场，因开拓方式和主井提升方式的不同，形式多种多样。图9－7表示主井采用胶带输送机或箕斗提升，副井采用串车提升的折返式车场。其特点是：调车作业均在直线上进行，可两翼进车，左翼来车可采用不解体甩车方式，有利于提供生产能力；另外，该种车场的断面类型少，交岔点也少，故巷道掘进工程量小。

由于折返式车场比环形式车场线路弯道少，所以井底车场通过能力大；由于运煤巷道多数与矿井主要运输巷道合一，交岔点减少，线路结构大大简化，因此开拓工程量小。正由于折返式车场比环形式车场具有上述显著的优点，所以目前折返式井底车场越来越广泛地被应用于各种井型的矿井，尤其对大型矿井，优点更为突出。

3．折返－环形混合式井底车场

在设计中由于各种条件的限制，为解决调头问题（矿车一端与链环焊死），就采用了尽头－环形混合式井底车场（图9－8）和梭式－环形混合式井底车场（图9－9）。混合式车场可以发挥折返式与环形式车场的优点。

图9－9  梭式－环形混合式井底车场

1－主井；2－副井；3－卸载站；4－翻车机硐室

4．大巷用胶带输送机运煤的井底车场

上述的井底车场形式均是以矿车运输为主的。随着设计矿井生产能力的扩大和机械化程度的提高，井底车场的结构形式也发生新的变化。例如，在大型矿井中，从采区经大巷到井底车场直到地面的出煤系统中，采用“一条龙”的胶带机连续运输，轨道仅作为辅助运输；此外，有的矿井一翼采用胶带机连续运输，另一翼又采用大容量矿车运输。这种运输方式的变化，导致井底车场的结构形式也相应改变，最明显的改变就在于井底煤仓与箕斗装载硐室抬高到井底车场水平以上，使得井底车场结构得以简化（见图9－2）。

三、井底车场形式选择

1．影响选择井底车场形式的因素

（1）井田开拓方式

井底车场形式随井筒（硐）形式改变，同时还取决于主副井筒和主要运输巷道的相互位置，即井底距主要运输巷道的距离及提升方向。距离近时，可选用卧式环行车场或梭式折返车场；距离远时，可选用刀式环行车场或尽头式折返车场；距离适当时，可选用立式或斜式环行车场；当地面出车方向与主要运输巷道斜交时，应选择相应的斜式车场。

（2）大巷运输方式及矿井生产能力

年产90万t及其以上矿井，当采用底卸式矿车运煤，应选择折返式车场。特大型矿井可布置两套卸载线路；当大巷采用胶带输送机运煤时，车场结构简单，仅设副井环行车场即可；中小型矿井通常采用固定式矿车运煤，可选择环行或折返式车场。

（3）地面布置及生产系统

地面工业场地比较平坦时，车场形式的选择一般取决于井下的条件。但在丘陵地带及地形复杂地区，为了减少土石方工程量，铁路站线的方向通常按地形等高线布置。地面井口出车方向及井口车场布置也要考虑地形的特点。因此，要根据铁路站线与井筒相对位置、提升方位角，结合井下主要运输巷道方向，选择车场布置的形式。

罐笼提升的地面井口车场及罐笼进出车方向应与各开采水平井底车场一致，因此有时为了减少地面土石方工程量，各开采水平井底车场存车线方向可与地面等高线方向平行。

（4）不同煤种需分运分提的矿井

此时，井底车场应分别设置不同煤种的卸载系统和存车线路。

2．选择井底车场形式的原则

在具体设计选择车场形式时，有时可能提出多个方案，进行方案比较，择优选用。井底车场形式必须满足下列要求：

（1）车场的通过能力，应比矿井生产能力有30％以上的富裕系数，有增产的可能性；

（2）调车简单．管理方便，弯道及交岔点少；

（3）操作安全，符合有关规程，规范要求；

（4）井巷工程量小，建设投资省；便于维护，生产成本低；

（5）施工方便，各井筒间、井底车场巷道与主要巷道间能迅速贯通，缩短建设时间。

第二节  井下主要硐室的设计

各种硐室设计的原则和方法基本上是相同的。一般首先根据硐室的用途，合理选择硐室内需要安设的机械和电气设备；然后根据已选定的机械和电气设备的类型和数量，确定硐室的形式及其布置；最后再根据这些设备安装、检修和安全运行的间隙要求以及硐室所处围岩稳定情况，确定出硐室的规格尺寸和支护结构。有些硐室还要考虑防潮、防渗、防火和防爆等特殊要求。

一、箕斗装载硐室设计

1．箕斗装载硐室与井底煤仓的布置形式

箕斗装载硐室与井底煤仓的布置，主要根据主井提升箕斗及井底装载设备布置方式、煤种数量及装运要求、围岩性质等因素综合考虑确定。以往中小型矿井广泛采用箕斗装载硐室与倾斜煤仓直接相连的布置形式（图9－10）；对于井型为90～240万t的大型矿井，由于要求煤仓容量较大，所以多采用一个直立煤仓通过一条装载胶带输送机与箕斗装载硐室（单侧式）连接（图9－11）；对于300万t/a以上的特大型矿井，要求煤仓容量更大，需采用多个直立煤仓通过一条或两条装载胶带输送机巷与单侧或双侧式箕斗装载硐室连接（图9－12）。

箕斗装载硐室的形式主要取决于箕斗和箕斗装载设备的类型及装载方式。根据箕斗在井下装载和地面卸载的位置和方向，硐室有同侧装卸式（装载与卸载的位置和方向在同一侧进行）和异侧装卸式（装载与卸载的位置和方向在相反一侧进行）之区分。每类又可分为通过式和非通过式两种。当硐室位于中间生产水平，同时在两个水平出煤时，采用通过式；当硐室位于矿井最终生产水平或固定水平时，采用非通过式。主井内仅有一套箕斗提升设备时，箕斗装载硐室为单侧式（硐室位于井筒一侧）；若有两套箕斗提升设备时，装载硐室为双侧式（井筒两侧设箕斗装载硐室）。

2．箕斗装载硐室位置

箕斗装载硐室由于与井筒连接在一起且服务于生产的全过程，掘进时围岩暴露面积较大，所以应该布置在没有含水层、没有地质构造、围岩坚固处，以便施工和维护。一般当大巷采用矿车运输时，硐室位于井底车场水平以下；但采用胶带输送机运输时，硐室位于井底车场水平以上。

兖州鲍店煤矿年设计生产能力300万t，主井净直径6.5m、深474.7m，井内装备两对12t箕斗，井底车场位于－430m水平，装载系统位于－350m水平。主井井筒的两对箕斗并列呈单面布置。硐室上方经胶带输送机巷与3个并列的净径8m的圆筒式煤仓相连，见图9－13。

图9－12  箕斗装载硐室与多个垂直煤仓布置形式

l－主井井筒；2－箕斗装载硐室；3－垂直煤仓；4－胶带输送机机头硐室；5－装载胶带输送机巷；

6－配煤胶带输送机巷；7－给煤机硐室；8－机电硐室；9－翻笼硐室；10－装载胶带输送机机头硐室；11－通道；

A₁－井筒中心线与煤仓中心线间距，A₁=15～25m；A₂－井筒中心线与煤仓中心线间距，A₂=20～35m；

B－煤仓中心线间距，B=20～30m，C－两条装载胶带输送机巷间之间距，C=10～12m

3．箕斗装载硐室的断面形状及尺寸确定

箕斗装载硐室的断面形状多为矩形，当围岩较差，地压较大时可以采用半圆拱形。箕斗装载硐室的尺寸，主要根据所选用的装载设备的型号、设备布置、设备安装和检修，以及考虑人行道和行人梯子的布置要求来确定。

箕斗装载设备有非计量装载与计量装载两种形式，见图9－14。图中l1、l2、l3、l4、t的尺寸由所选用的装载设备、给煤机的尺寸及其安装、检修和操作要求而确定；l5、l7由选定的翻车机设备或卸载曲轨设备的尺寸和安装要求确定；l6、l8则根据煤仓上、下口结构尺寸的合理性来确定。A主要取决于翻笼硐室或卸载硐室与井筒之间岩柱的稳定性。若采用的是倾斜煤仓，则还与倾斜煤仓的容量及为保证煤沿煤仓底板自由下滑不致堵塞的倾角（一般=50～55°）的大小有关，一般9～16m。若采用垂直煤仓，A=15～40m。

4．箕斗装载硐室的支护

箕斗装载硐室的支护可用素混凝土和钢筋混凝土，其支护厚度取决于硐室所处围岩的稳定性和地压的大小。一般围岩较好、地压较小的，仅布置一套装载设备的箕斗装载硐室，可采用C15～C20，300～500mm厚的素混凝土支护；当围岩较松软、地压较大又布置有两套装载设备的箕斗装载硐室，可采用C15～C20，厚400～500mm钢筋混凝土支护。

图9－14  箕斗装载硐室主要尺寸确定图

（a）非计量装载硐室；（b）计量装载硐室

二．井底煤仓设计

为了保证矿井均衡连续的生产，缩短装载时间，提高运输和提升效率，一般应在井底车场内设置井底煤仓和上山采区下部车场设置采区煤仓。

1．煤仓的形式与断面形状

井底煤仓根据围岩稳定性及矿井年生产能力的大小，有倾斜煤仓与直立煤仓两种形式，见图9－4。倾斜煤仓适用于围岩较好、开采单一煤种或开采多煤种但不要求分装分运的中小型矿井。垂直煤仓适用于围岩较差、可以分装分运的大型矿井。无论垂直式或倾斜式煤仓，其下部都要收缩成截圆锥形或四角锥形，以便安装闸门。水平煤仓目前在国外应用较广泛，国内晋城矿务局已试验成功。

垂直煤仓多为圆形断面，倾斜煤仓为半圆拱形断面。倾斜煤仓的一侧应设人行通道，宽为1.0m左右，内设台阶及扶手以便行人。在煤仓与人行道间墙壁上设检查孔，宽×高为500mm×200mm。检查孔上设铁门，以检查煤仓磨损和处理堵仓事故。垂直煤仓底部收缩成圆锥形或双曲面形，设计为锥形断面时应设压气破拱装置，以免堵仓。

2．煤仓容量的确定

煤仓容量取决于矿井的生产能力、提升能力以及井下的运输能力等诸多因素。《煤炭工业设计规范》规定：“井底煤仓的有效容量，对中型矿井一般按提升设备每0.5～1h所提升的煤量计算；对大型矿井一般按提升设备每1～2h所提升的煤量计算。”以往多用的倾斜煤仓容量较小，一般为40～60t。近年来随着井型增大，容量大的垂直煤仓广泛被采用，容量一般在300～600t之间，最大已达3000t（山西阳泉一矿北头嘴井）、大容量煤仓对矿井提升和井下运输煤炭具有调节和贮存作用。但是，也应当看到，煤仓容量过大，势必增加工程量，延长施工工期。其合理容积可按下式计算：

                     （9－l）

式中，Q为井底煤仓有效容量，t；A为矿井设计日产量，t；0.15～0.25为系数，大型矿井取小值，中型矿井取大值。

国外大型矿井的井底煤仓的容量，是按矿井生产煤量与提升煤量的差值来确定的，并在采区设活动煤仓。

3．煤仓支护

煤仓应尽量布置在围岩稳定、易于维护的部位，以达到施工方便、安全，加快施工速度，节约投资的目的。

煤仓开在中硬岩层内时，倾斜煤仓用C20素混凝土支护，厚度取250～350mm；垂直煤仓可用锚喷支护或C20素混凝土支护，素混凝土支护时可取300～400mm，锚喷支护应根据直径的大小进行设计。当井底煤仓位于软弱岩层中（或煤层中）时，采用钢筋混凝土支护。煤仓底板应采用耐冲击、耐磨且光滑的材料铺底。直立煤仓的铺底材料可采用铁屑混凝土和石英砂混凝土，标号不小于C20，厚度80～150mm。倾斜煤仓铺底材料多用钢轨，一般用15～24kg/m钢轨正反交替布置或轨头向上布置，其间隙可充填普通混凝土或石英砂混凝土。

三．副井马头门设计

马头门是指立井井筒与井底车场巷道的连接部分（或交汇处），实际上它是垂直巷道与水平巷道相交的一种特殊形式的交岔点。但是人们习惯称为马头门，而且通常是指罐笼立井与井底车场巷道的连接部。

马头门的设计原则和依据是以提升运输要求、通风和升降人员的需要为前提的，设计内容包括马头门型式的选择、马头门的平面尺寸和高度的确定、断面形状和支护方法的选择。

1．马头门的形式

马头门的形式主要取决于选用罐笼的类型、进出车水平数目，以及是否设有候罐平台。

当采用单层罐笼，或者采用双层罐笼但采用沉罐方式在井底车场水平进出车和上下人员时；或者采用双层罐笼，用沉罐方式在井底车场水平进出车，而上下人员同时在井底车场水平和井底车场水平下面进行时，通常用双面斜顶式马头门，如9－16 a所示。

当采用双层罐笼，用沉罐方式进出车，进车侧设固定平台，出车测设活动平台，上下人员可以同时在两个水平进出时；或者当采用双层罐笼，设有上方推车机及固定平台，双层罐宠可在两个水平同时进出车和上下人员时，可以采用双面平顶式马头门，如图9－16 b所示。

图9－16  马头门的形式

2．马头门平面尺寸的确定

马头门的平面尺寸包括长度和宽度。长度是指井筒两侧对称道岔基本轨起点之间的距离，它主要取决于马头门轨道线路的布置和安设的摇台、阻车器和推车机等操车设备的规格尺寸，以及井筒内选用的罐笼布置方式和安全生产需要的空间来确定。现以双股道为例说明马头门平面尺寸的确定方法，如图9－17所示。

马头门的长度按下式计算：

  （9－2）

式中，L－马头门的长度，m；

L₀－罐笼的长度．m，

L₄、－分别为进、出车侧摇台的摇壁长度，m；

L₃、－分别为进、出车侧摇台基本轨起点至摇台活动轨转动中心的距离，m；

L₂－摇台基本轨起点至单式阻车器轮挡面之间的距离，m；

b₃－单式阻车器轮挡面至对称道岔连接系统终点之间的距离，视有无推车机分别取4辆矿车长或1～2辆矿车长，m；

b₄－摇台基本轨起点至对称道岔连接系统终点之间的距离，m；

L₁－对称道岔基本轨起点至对称道岔连接系统终点之间的距离，其长度根据选用道岔类型、轨道中心线间距按线路连接系统可计算出，m；

b₂－对称道岔基本轨起点至复式阻车器前轮挡面之间的距离，m；

b₁－复式阻车器前轮挡面至后轮挡面之间的距离，m；

L₅－单开道岔基本轨起点至材料车线进口变正常轨距之间的距离，其长度可以按单开道岔平行线路连接系统计算出，m。

图9－17  副井马头门二股道平面尺寸确定图

2．马头门宽度确定

马头门宽度则取决于井筒装备、罐笼布置方式和两侧人行道的宽度。马头门两侧巷道均应设双边人行道，各边的宽度不应小于900mm，对于综合机械化采煤矿井，按照现行《煤矿安全规程》要求，不应小于1000mm

马头门的宽度可按下式计算：

                          （9－3）

式中，B－马头门的宽度，m；

－为轨道中心线之间距离，即等于井筒中罐笼中心线间距，m；

A－非梯子间侧轨道中心线至巷道壁距离，一般取A≥矿车宽/2＋0.8m；

C－梯子间侧轨道中心线至巷道壁距离，一般取C≥矿车宽/2＋0.9m；

马头门的宽度通常在重车侧自对称道岔（或单开道岔）连接系统终点开始缩小，至对称道岔（或单开道岔）基本轨起点收缩至单轨巷道的宽度。但是在空车侧，过了对称道岔（或单开道岔）基本轨起点不远即进入双轨的材料存车线。为了减少井底车场巷道的断面变化和方便施工，往往空车侧马头门的宽度不再缩小。

3．马头门高度的确定

马头门的高度，主要取决于下放材料的最大长度和方法、罐笼的层数及其在井筒平面的布置方式、进出车及上下人员方式、矿井通风阻力等多种因素，并按最大值确定。

我国井下用最长材料是钢轨和钢管，一般为12.5m。8m以内的材料放在罐笼内下放（打开罐笼顶盖），而超过8m的长材料则吊在罐笼底部下放。此时，材料在井筒与马头门连接处的最小高度按图9－18所示，并按公式（9－4）计算。

                              （9－4）

式中，H_min－下放最长材时马头门所需的最小高度，m；

L－下放材料的最大长度，取L=12.5m；

W－井筒下放材料的有效弦长。当有一套      提升设备时，取W= 0.9D；若有两套提升设备，W可根据井筒断面布置计算出；

D－井筒净直径，m；

－下放材料时，材料与水平面的夹角，，当D = 4～8m，L=12.5m时，。

随着井筒直径的增加，下放最大长材已不是确定马头门最小高度的主要因素，最小高度主要取决于罐笼的层数、进出车方式和上下人员的方式。另外，大型矿井尤其是高瓦斯矿井，井下需要的风量很大，若马头门高度低了，断面必然缩小，通风阻力会增大。因此，马头门高度按上述因素确定后还应按通风要求进行核算，并且马头门的净高度不应小于4.5m。马头门最大断面处高度确定后，随着向空、重车线两侧的延伸，拱顶逐步下降至正常巷道的高度。一般副井马头门的拱顶坡度为10°～15°，风井马头门的拱顶坡度为16°～18°。

4．马头门断面形状及支护

由于马头门与井筒连接处断面大（如常村煤矿副井马头门掘进宽8.21m，高14m，掘进断面积为109m2）、地压大，所以，马头门断面形状多选用半圆拱形。当顶压和侧压较大时，可采用马蹄形断面；当顶压、侧压及底压均较大时，可采用椭圆形或圆形所面。

马头门的支护材料多用C20以上混凝土。通常围岩的坚固性系数f = 4～6时，支护厚度为500～600mm，马头门上、下2.5m范围内的一段井筒的井壁还应适当加厚100～200mm，以便安设金属支撑结构物。当围岩不稳定、地压大，或马头门与井筒连接处高度和宽度均较大时，可采用钢筋混凝土支护，配筋率为0.75～1.5％。当连接处位于膨胀性岩层时，可采用锚喷或加金属网作为临时支护，然后再砌筑永久混凝土或钢筋混凝土支护。

四、主排水泵硐室设计

主排水泵硐室由泵房主体硐室、配水井、吸水井、配水巷、管子道及通道组成，见图9－19。主排水泵硐室和水仓构成了中央排水系统。主排水泵硐室按水泵吸水方式不同，又可分为卧式水泵吸入式、卧式水泵压入式以及潜水泵式三种。第一种应用最为广泛，第二种为少数金属矿和煤矿采用，个别矿山采用第三种。现以卧式水泵吸入式中央泵房为例说明其设计方法。

图9－19  卧式水泵吸入式主排水泵硐室主体硐室平面布置

1－主体硐室；2－配水巷；3－水仓；4－吸水小井；5－配水井；6－主变电所；7－水泵和电动机；8－轨道；

9－通道；10－栅栏门；11－密闭门；12－调车转盘；13－防火门；14－管子道；15－带闸门的溢水管；16－副井井筒

1．泵房的位置

为缩短电缆和管道线路，便于排水设备运输，提供良好的通风条件，以及有利于集中管理、维护和检修，水泵房在绝大多数情况下都设在井底车场副井附近的空车线一侧，并与主变电所组成联合硐室。泵房与相邻巷道的连接方式，应根据井筒位置、井底车场布置、围岩等条件具体确定。泵房通道与井底车场巷道的运输要通过道岔直接相连接（图9－20 a），或设转盘相连（图9－20b）。管子道与立井连接时，可布置在井筒出车侧（图9－20 a），也可布置在井筒进车侧（图9－20 b）。

图9－20  主排水泵房与相邻巷道连接方式

1－主排水泵房；2－管子道；3－通道；4－主变电所；5－车场巷道；6－副井井筒；7－水仓；

8－密闭门；9－防火门；10－井底车场联络巷道

2．配水井、配水巷和吸水井的布置

配水井、配水巷和吸水井构成配水系统，三者关系见图9－21。

配水井位于泵房主体硐室吸水井一侧，一般布置在中间水泵位置，与中间吸水井通过溢水管直接相连。根据配水井上部硐室安设配水闸阀的要求，一般配水井的尺寸是平行配水巷方向长2.5～3.0m，垂直配水巷方向宽为2.0～2.5m，深5～6m。配水井井底底板标高应低于水仓底板标高1.5m。

配水巷也位于吸水井一侧，通过溢水管与配水井和吸水井相通。为了便于施工和清理，配水巷断面为宽1.0～1.2m，高1.8m的半圆拱形，其底板标高高于吸水井井底1.5m。

吸水井位于主体硐室靠近水仓一侧，断面为圆形，净径为1.0～1.2m，深5～6m。正常情况下每台水泵单独配一个吸水井。当每台水泵排水量小于100m3/h时，亦可两台水泵共用一个吸水井，但要保证两个吸水笼头之间距离不能小于吸水管直径的两倍。有时视围岩稳定情况和排水设备性能，可以不设配水井和配水巷，只设一个大的吸水井，中间隔开，每两台水泵共用1个吸水井。

 

 

图9－21  配水系统布置图

1－水泵及电动机；2－吸水小井；3－配水巷；4－配水井；5－水仓；6－带闸阀的溢水管

3．水仓

水仓由主仓和副仓（或称内仓与外仓）组成，两者之间的距离视围岩稳定程度确定，一般为15～20m。当一条水仓清理时，另一条水仓能满足正常使用。水仓一般应布置在不受采动影响，且含水很少的井底车场稳定的底板岩石中。随着矿井设计模式的变化，水仓也有设在井底附近的煤层中，如兖州济宁三号矿井水仓，作方格布置，容量达40000m3。

一般情况下，水仓入口设在井底车场巷道标高的最低点，即副井空车线的终点（图9－22 a）。当矿井涌水量大或采用水砂充填的矿井，水仓入口可布置在石门或运输大巷的进口处。两条水仓入口可布置在同一地点（图9－22 b），亦可分别布置在两个不同的地点（图9－22 c）这样采区来的水在井底车场外就进入水仓了，井底车场内的涌水就需要经过泄水孔流入水仓。但由于车场中各巷道的坡度方向不同，在车场绕道处的水沟坡度与巷道的坡度要相反（即反坡水沟），以便将车场巷道标高最低点处之积水导入泄水孔进入水仓。为保证一个水仓进行清理时，其一翼的来水应能引入另一水仓，所以在泄水孔处的一段水沟应设转动挡板（图9－22 d）。由于水仓的清理为人工清仓、矿车运输，所以水仓与车场巷道之间需设一段斜巷，它既是清理斜巷又是水仓的一部分。

图9－22  水仓的布置形式

水仓的容量根据《煤矿安全规程》有关规定按以下情况分别确定，当矿井正常涌水量小于或等于1000m3/h时，水仓有效容量按下式计算：

Q＝8Q₀                                                  （9－5）

式中，Q为水仓的有效容量，m3；Q0为矿井正常涌水量，m3/h。

当矿井正常涌水量大于1000m3/h时，水仓有效容量按下式计算：

Q＝2（Q₀＋3000）＞4Q₀                                   （9－6）

式中符号意义同前。此时水仓容量按4h正常涌水量计算而不是8h计算。因为淹井事故的发生不是因水仓容积小而造成的。当Q0＞1000m3/h时，若按8Q0计算，则Q太大，水仓工程量太大，保安煤柱要求过大，很不合理。

水仓的长度和其断面积当其容量一定时是相互制约的。为利于澄清水中泥砂和杂物，水仓中水的流速一般为0.003～0.007m/s。

4．主体泵房的设备布置

（1）水泵

主排水泵硐室的主体硐室中，水泵一般沿硐室纵向单排布置（图9－19），以减小硐室的跨度，有利于施工和维护。当水泵数量很多，围岩又坚固稳定时，水泵亦可双排布置。

（2）排水管

根据矿井正常涌水量和最大涌水量，选择排水管的直径和敷设趟数。一般情况下要设置2～3趟，其中一趟作为备用。排水管的铺设采用10～14号槽钢或工字钢制成托管架，装设于距硐室地坪2.1～2.5m高处的硐室壁上。

（3）电缆与电气设备

电缆的敷设有沿墙悬挂和设电缆沟两种方式。前者使用与检修方便，但长度增加，故采用电缆沟敷设较多。电缆沟尺寸按敷设电缆的数量确定。

（4）起吊和运输设备

为便于安装、检修水泵，敷设管线，在每组水泵和电机中心处预埋两根18～33号工字钢作为起吊横梁，横梁高度为2.4～3.4m，距拱顶为0.9～1.2m。硐室中靠近管子道的一侧铺设轮轨，与管子道和通道衔接处设转盘，完成设备运输的垂直转向。

5．主体硐室尺寸的确定（见图9－23）

（1）硐室的长度由下式确定：

                    （9－7）

式中，L－主体硐室的长度，m；

n－水泵台数，根据其正常涌水量和最大涌水量选用，应考虑工作、备用和检修台数；

l₁－水泵及其电机的基础长度，m；

l₂－相邻两台水泵和电机基础之间的距离，一般为1.5～2.0m；

l₃、l₄－为硐室端头两侧的基础距硐室端墙或门之间的距离，一般为2.5～3.0m。

图9－23  主体硐室尺寸确定图

（2）硐室宽度由下式确定：

                             （9－8）

式中，B－主体硐室的宽度，m；

b₁－吸水井一侧，水泵基础至硐室墙之间的检修距离，一般为0.8～1.2m；

b₂－水泵和电机基础宽度，m；

b₃－铺设轨道一侧，水泵基础至硐室墙的距离，一般取1.5～2.2m。

（3）硐室的高度以下式确定：

                 （9－9）

式中，H－主体硐室高度，m；

h₁－水泵基础顶面至硐室地面高度，一般为0.1～0.2m；

h₂－水泵的高度，m；

h₃－闸板阀的高度，m；

h₄－逆止阀的高度，m；

h₅－四通接头高度，m；

h₆－三通接头高度，m；

h₇－三通接头至起重梁高度，一般大于0.5m；

h₈－起重梁到拱顶的高度，一般为0.9～1.2m。

根据经验，设备的基础一般埋入底板0.8～1.2m，高出地表0.1～0.2m。

6．主体硐室的断面形状及支护

主体硐室的断面形状可根据岩性和地压大小确定，一般情况下采取直墙半圆拱断面。硐室内应浇筑100mm厚混凝土地面，并高出通道与井底车场连接处车场底板0.5m。硐室多用现浇混凝土支护，并做好防渗漏工作。当围岩坚固无淋水时，亦可采用光爆、锚网喷支护。

7．管子道与泵房通道设计

管子道平、剖面见图9－24。管子道与井筒连接处底板标高应高出硐室地面标高7m以上，其倾角一般为30°左右。为搬运设备方便，管子道与井筒连接处应设一段3m左右的平台，出口对准一个罐笼，以便装卸设备、上下人员方便。管子道应设置人行台阶、托管支架和电缆支架，以利检修。

泵房通道是主体硐室与井底车场的连接通道，断面形状可采用半圆拱，其尺寸应根据通过的最大设备外形尺寸来确定。从通道进、出口起5m内，巷道要用非燃性材料支护，并装有向外开的防火铁门。铁门全部敞开时，不得防碍巷道交通。铁门上要装有便于关严的通风孔，以便必要时隔绝通风。铁门内加设向外开的不妨碍铁门开闭的铁栅栏门。泵房与变电所之间应设防火铁门，墙上设电缆套管，铁门结构与通道上的密闭铁门相似。

五、井下主变电所的设计特点

井下主变电所是井下总配电站，由地面经井筒引入的高压电流经过配电、变电和整流给井下提供动力和照明之用。

由于井下主排水泵是主要用电户，为了节省电缆和一旦矿井发生突发事故时仍能延缓其工作时间，所以主变电所和主排水泵硐室通常建成联合硐室，设置于副井井筒附近。

主变电所由配电室（兼整流）、变电器室和通道组成。其设计特点有：

1．变电所的布置形式与尺寸，主要根据所选用的变电器、高低压开关柜、整流设备以及直流配电柜等设备配置的数量、外形轮廓尺寸、维修设备的要求和行人安全间隙等因素确定。为节省工程量，在不妨碍通道内各种安全设施布置的前提下，常采用“L”形布置。

2．通道内以及变电所与水泵房之间应设置容易关闭的、既能防水又能防火的密闭门。

3．变电所的地坪标高应高出通道与井底车场连接处轨面标高0.5m。一般变电所的地坪标高还应高于水泵房的地坪标高0.3m。

4．由于地面变电所的高压电缆通常是自副井井筒经管子道引入变电所的，所以不需再设置专门的电缆通道。在配电室内设电缆沟，电缆悬挂或架于电缆沟中的托架上。

5．变电所与主排水泵硐室联合建造，对于大型水泵房，由于电机发热量较大，有时使两个硐室的室温超过30℃，所以要创造良好的通风条件，采取专门的降温措施，使硐室本身的温度差不超过10℃。

6．变电所的断面形状和支护与联合建筑的主排水泵硐室的断面形状和支护是一致的。

第三节  硐室施工

一、我国硐室施工技术的发展

随着我国煤矿井巷施工技术的发展，经过不断总结与改革，逐步形成了具有煤矿特色的一套先进的硐室施工方法。近二十多年来，硐室施工技术的改革主要表现在以下几个方面：

（1）在硐室工程中成功地应用了光爆锚喷技术。光面爆破使硐室断面成形规整，减轻了对围岩的震动破坏，有利于提高围岩的稳定性，从而为锚喷支护创造了有利的条件；锚喷支护能及时地封闭和加固围岩，缩短硐室围岩的暴露时间，并且锚喷支护本身刚度适宜，具有一定可缩性，它既允许围岩产生一定量的变形移动以发挥围岩自身承载能力，同时又能有效地限制围岩发生过大的变形。因此，光爆锚喷技术可以综合有效地提高围岩稳定性和施工作业的安全性，大大地减少硐室施工的难度。

（2）由于锚喷技术在硐室工程中的应用，促进了硐室施工方法的简化。用自上向下分层施工法逐步取代了自下向上分层施工法，全断面施工逐步取代了导硐法施工。下行分层施工和全断面施工法具有步骤简单、效率高、进度快、安全和质量容易保证，使硐室工程的施工工期大为缩短。

（3）硐室支护多采用锚、喷、网、砌复合支护形式和“二次支护”技术，即先进行一次支护，再进行二次支护。一次支护选用具有一定可缩性的锚喷网支护型式，既起到临时支护的作用，其本身又是永久支护的组成部分，待硐室全部掘出以后，再在一次支护的基础上进行二次支护；二次支护现多选用刚性较大的混凝土或钢筋混凝土整体浇筑，也可用锚喷网支护。复合支护型式和二次支护技术具有先柔后刚的特性，能较好地适应开硐后围岩压力变化规律，是硐室支护工程中的重大革新和突破，它不仅保证了施工的安全，而且由于连续施工，整体性好，改善了工程的支护质量。

（4）采用了先进的设备和工艺，提高了硐室施工的机械化水平。如使用反井钻机钻扩井下圆筒式煤仓、立井砌壁中用液压滑升模板过马头门和箕斗装载硐室等，改善了作业环境，减轻了劳动强度，加快了工程进度，提高了工程质量。

施工技术的进步，改善了硐室工程施工的面貌，我国煤矿井下的不少硐室施工都取得了速度快、效率高、质量好、成本低的技术经济效果，为我国硐室工程积累了宝贵的经验。

二、硐室施工特点

井底车场内的各种硐室由于用途不同，其结构，形状和规格也相差很大。与巷道相比，具有以下特点：

（l）硐室的断面大、长度小，进出口通道狭窄，服务年限长，工程质量要求高，一般要求防水、防潮、防火等性能。

（2）硐室周围井巷工程较多，一个硐室常与其它硐室或井巷相连，因而硐室围岩的受力情况比较复杂，难以准确分析，硐室支护较为困难。

（3）多数硐室安设有各种不同的机电设备，故硐室内需要浇筑设备基础，预留管缆沟槽以及安设起重梁等。

考虑硐室施工，除应注意其本身特点外，还要和井底车场的施工组织联系起来，考虑到各工程之间的相互关系与合理安排。

硐室围岩稳定性基本取决于自然因素（围岩应力、岩体结构、岩石强度、地下水等）和人为因素（位置、断面形状、尺寸、支护方式、施工方法等）。在设计和施工时，均应综合考虑这些因素对硐室围岩稳定性的影响。必须明确，硐室围岩的稳定性与硐室施工方法有关，选择硐室密集区域的硐室施工方法时，应合理安排硐室的施工顺序并根据围岩的稳定性分析、判断允许岩石暴露的面积和时间，以选择合理的掘进方法。

在确定硐室施工方法前应作好硐室围岩的工程地质和水文地质勘测工作，以便对围岩的稳定性作出评价，并以此为基础正确地选择硐室的掘进方法和支护型式与参数。

三、硐室施工方法

硐室施工方法的选择，主要取决于硐室断面大小和围岩的稳定性。而围岩的稳定性不仅与硐室围岩的工程地质和水文地质条件等自然因素有关，而且与硐室的断面形状、施工方法以及支护型式等人为因素有关。根据硐室断面大小和围岩的稳定状况，我国煤矿井下硐室施工方法可分为三类：即全断面施工法、分层施工法和导硐施工法。

1．全断面施工法

全断面施工法是按硐室的设计掘进断面一次将硐室掘出，与巷道施工方法基本相同。有时因硐室高度较高，打顶部炮眼比较困难，全断面可实行多次打眼和爆破，即先在硐室断面的下部打眼放炮，暂不出矸，站在矸石堆上再打硐室断面上部的炮眼，爆破后清除部分矸石，随之进行临时支护，然后再清除全部矸石并支护两帮，从而完成一个掘进循环。

全断面施工法一般适用于围岩稳定、断面高度不很大（小于5m）的硐室。由于全断面施工的工作空间宽敞，施工机械设备展得开，故具有施工效率高、速度快、成本低等特点。

2．分层施工方法

分层施工方法是将硐室沿其高度分为几个分层，采用自上向下或自下向上的顺序进行分层施工，有利于正常的施工操作。根据施工条件，可以采用在逐段分层掘进，随之进行临时支护，待各个分层全部掘完之后，再由下而上一次连续整体地完成硐室的永久支护；也可以采用掘砌完一个分层，再掘砌下一个分层；还可以将硐室各分层前后分段同时施工，使硐室断面形成台阶式工作面。上分层超前的称正台阶工作面，下分层超前的称倒台阶工作面。

（1）正台阶工作面（下行分层）施工法

按照硐室的高度，整个断面可分为2～3个以上分层，每分层的高度以2.0～3.0m为宜；也可以按拱基线分为上、下两个分层。上分层的超前距离一般为2～3m，如图9－25所示。

图9－25  正台阶工作面施工法

如果硐室是采用砌碹支护，在上分层掘进时应先用锚喷支护进行维护，砌碹工作可落后于下分层掘进面1.5～3.0m，下分层也随掘随砌，使墙紧跟迎头。整个拱部的后端与墙成一整体，所以是安全的。

采用这种施工方法应注意的问题是：要合理确定上下分层的错距，距离太大，上分层出矸困难；距离太小，上分层钻眼困难，故上下分层工作面的距离以便于气腿式凿岩机正常工作为宜。图9－26为辽宁原抚顺矿务局龙凤矿水泵房正台阶工作面施工法。

图9－26  龙凤矿水泵房正台阶工作面施工法

这种施工方法的优点是施工方便，有利于顶板维护，下台阶爆破效率较高。缺点是使用铲斗装岩机时，上台阶要人工扒矸，劳动强度较大，上下台阶工序配合要求严格，不然易产生相互干扰。

（2）倒台阶工作面（上行分层）施工法

如图9－27，下部工作面超前于上部工作面。施工时先开挖下分层，上分层的凿岩、装药、连线工作借助于临时台架。为了减少搭设台架的麻烦，下分层的掘进矸石先不要排出，以便上分层掘进时代替临时台架进行作业。

图9－27  倒台阶工作面施工法

采用锚喷支护时，支护工作可以与上分层的开挖同时进行，随后再进行墙部的锚喷支护；采用混疑土支护时，下分层工作面Ⅰ超前4～6m，高度为设计的墙高，随着下分层的掘进先砌墙，Ⅱ分层随挑顶随砌筑拱顶。这种方法的优点是：不必人力扒矸，爆破条件好，施工效率高，砌碹时拱和墙接茬质量好。缺点是：挑顶工作较困难，下分层需要架设临时支护，故不宜采用。

分层施工法一般适用于稳定或中等稳定的围岩，掘进断面面积较大的硐室。由于这种施工方法的空间宽度较大，工人作业方便。因此，与导硐施工法相比，具有效率高、速度快、成本低等特点。

3．导硐施工法

导硐施工方法曾广泛用于围岩稳定性差、断面积特大的硐室。其施工特点是在硐室的某一部位先用小断面导硐掘进，然后再行开帮、挑顶或挖底，将导硐逐步扩大至硐室的设计断面。根据导硐所在位置的不同，有中央下导硐施工法、顶部导硐施工法、两侧导硐施工法之分。某特大断面硐室导硐施工法的施工顺序如图9－28所示，该硐室断面为马蹄形，掘进断面积为147.6m2，划分为七个较小断面，分五次施工完。由于该法是先导硐后扩大，逐步地分部施工，能有效地减少围岩的暴露面积和时间，使硐室的顶、帮易于维护，施工安全得以保障。但该法存在步骤多、效率低、速度慢、工期长、成本高等缺点。

为安全和施工方便起见，在矿井开拓设计中，应尽量避免将硐室布置在不稳定岩层中。若从多方面考虑、比较后，仍须开在不稳定岩层中，那就应该采取可靠的技术措施，保证硐室施工的安全和施工质量。

四、与井筒相连硐室的施工方法

马头门和箕斗装载硐室是直接与副、主井井筒相连的两个主要硐室，其施工方法与一般硐室相同，但是由于它们与立井井筒相连，必须考虑与井筒施工的关系和对凿井设备的利用。

1．马头门施工方法

马头门施工一般安排在凿井阶段进行，有些情况下也可与井筒顺序施工。

（1）马头门与井筒同时施工

马头门因与井筒相连接，断面较大，又受施工条件的限制，一般多采用自上而下分层施工法，如图9－29所示。当井筒掘进到马头门上方5m左右处，井筒停止掘进，先将上段井壁砌好。随后井筒继续下掘，同时将马头门掘出，也可以将井筒掘到底或掘至马头门下方的混凝土壁圈处，由下而上砌筑井壁至马头门的底板标高处，再逐段施工马头门。当岩层松软、破碎时，两侧马头门应分别施工；在中等以上稳定岩层中，两侧马头门可以同时施工，掘进时可采用锚喷作临时支护。为了加快马头门施工的速度，可安排与井筒同时自上而下分层施工马头门，如图9－30所示。

  

           图9－29  马头门的施工顺序     图9－30  马头门与井筒同时施工法（下行分层施工法）

兖州矿区鲍店煤矿副井，净直径8m，马头门位于井筒－430m水平两侧，马头门范围内有推车机、调车机、下料绞车、信号等小型硐室以及等候室、变电所等通道（图9－31）。马头门进车及出车线长度分别为31m和16m，进车侧的掘进高度和宽度分别为11.65而和9.2m，出车侧的掘进高度和宽度分别为11.4m和8.7m，马头门的最大掘进断面为105m2。

该马头门采用与井筒同时施工的方法，整个工程安排四个阶段施工，见图9－32。第一阶段施工井筒两侧马头门各7.0m，并与井筒同时完成永久支护的钢筋混凝土浇筑；第二阶段，待主井通过井底车场和副井马头门贯通后，再由主井一侧巷道向马头门进车侧最外端的15m施工；第三阶段施工马头门进、出车侧的其余部分各9m；最后阶段施工马头门范围内的其他硐室和设备基础。

施工时将马头门全断面划分为I～V个分区，见图9－33。施工时先掘进马头门的拱部，临时支护采用锚喷网，尔后向下分层分区（中间留岩柱）依次掘至马头门的底板，掘出的矸石放入井筒中，由抓岩机装入吊桶提出。再由下向上立模、绑扎钢筋、连续浇筑混凝土，并与井筒井壁一并向上砌筑，以保证连接部分支护的整体质量。最后清除掉中间岩柱。

该马头门掘进总工程量2684m3，混凝土浇筑工程量连同井壁共1026m3，耗用钢筋43.5t。在矿井竣工验收移交时，该工程被评为优质工程。

马头门与井筒同时施工具有如下特点：可以充分利用凿井设备和设施进行打眼放炮、通风排烟、装岩提升、压气供应、排水、拌料下料等工作，使准备、辅助工作大大简化；同时，支护的整体性好，工程质量易于保证。该方法不足之处是马头门施工占用井筒的施工期（1～2个月），致使井筒到底时间向后推迟了一段时间。

（2）马头门与井筒顺序施工

马头门与井筒顺序施工是：先掘砌完整个井筒，再返上来施工马头门。即当井筒掘砌到马头门位置处时，预留马头门的硐口不砌（硐口预留得稍大一点，以免将来马头门掘进放炮时崩坏井壁），暂时将硐口用喷射混凝土作为临时支护封闭起来，待井筒掘砌到设计深度后，再返上来施工马头门。为了施工方便，可以在马头门底板下方位置搭设一个临时固定盘作为掘砌的工作台；也可以直接利用凿井吊盘作为活动的掘砌工作台。

这种施工方法最突出的优点是马头门施工不占用井筒施工工期，使井筒可提前到底。后期的马头门施工，也可能和其他工程平行。由于井壁和马头门壁不是一次连续整体浇筑，因而马头门施工时应特别注意工程质量。当采用临时固定盘施工时，盘的安、拆费工费料，后期清除井底的存矸也需花费时间。

2．箕斗装载硐室施工

箕斗装载硐室断面大，结构复杂，施工中有大量的预留孔和预埋件，工程质量要求高，施工技术难度大。根据箕斗装载硐室与井筒施工的先后关系，我国煤矿现有的施工方法可概括为2类：即与井筒同时施工和与井筒顺序施工。

（1）箕斗装载硐室与井筒同时施工

当井筒掘至硐室上方5m左右处停止掘进，将上段井壁砌好，再继续下掘井筒至硐室位置。若围岩比较稳定，则井筒工作面与硐室工作面错开一荐炮的高度（1.5～2.0m），同时自上而下施工。硐室分层下行的施工顺序如图9－34（a）；若围岩稳定性差，硐室各分层可与井筒交替施工，图9－33（b）。硐室爆破落下来的矸石扒放到井筒中装提出井。井筒和硐室逐层下掘，待整个硐室全部掘完后，再进行二次支护，由下向上立模板、绑扎钢筋，先墙后拱连同井壁整体浇筑。在掘进时，随掘随采用锚喷或锚喷网进行一次支护，及时封闭硐室围岩。箕斗装载硐室和该段井筒施工完成后，再继续向下开凿井筒。

这种施工方法具有充分利用凿井设备进行硐室施工，效率高、进度快、安全性好和施工准备工作较少的优点；不足之处是硐室施工占用了井筒工期，拖延了井筒到底的时间。

淮北矿区临涣煤矿，设计年产量180万t，主井净直径6.5m，井内装有3个12t箕斗。箕斗装载硐室的南硐室为单箕斗，北硐室为双箕斗，硐室断面为马蹄形，两硐室分别连接一条胶带输送机巷，见图9－35。北硐室和南硐室最大掘进断面分别为150.7m2和103.98m2。箕斗装载硐室横硐室的拱部掘进先由两侧的胶带输送机巷以导硐（2m×2m）与主井井筒贯通，然后从硐室后墙向井筒方向刷大至拱顶，见图9－36。边掘边进行硐室外层的一次支护，采用喷－锚－网－架的联合支护型式。该矿箕斗装载硐室掘进总工程量2124m3，砌筑总工程量1104m3，实际施工期110天，取得了快速、安全、高质量的施工效果。

  

图9－35  临涣主井箕斗装载硐室平面图         图9－36  临涣主井箕斗装载硐室掘进顺序图

1－主井井筒；2－南硐室；3－北硐室；                      1－井筒；2、3－南、北箕斗装载硐室；

4－胶带输送机巷；5－锚杆                                  4－胶带输送机巷，5－锚杆

（2）箕斗装载硐室在井筒掘砌全部结束后进行施工

施工顺序是：先将井筒施工到底，然后再开始施工箕斗装载硐室。当井筒掘砌到硐室位置时，除硐口范围预留外，其他井筒部分全部砌筑。预留出的硐口部位根据围岩情况暂时用喷混凝土或锚喷进行临时支护封闭，待井筒掘砌到设计深度后，再返回上来利用凿井吊盘作掘砌工作台进行箕斗装载硐室的施工。将硐室掘出的矸石，全部放入井底。硐室完工后，最后集中将井底的存矸清除出井。硐室施工采用自上向下分层方法。

兖州矿区东滩煤矿，设计年产量400万t，主井净直径7m、井深786.5m，井内装有两对16t箕斗。箕斗装载硐室位于井底车场水平以下，双面对称布置，硐室全高19.96m、宽6.5m、深6.45m，分上、中、下3室，硐室掘进最大横断面133m2，最大纵断面135.7m2。

第一阶段施工井筒到底，自井底车场水平向下掘进，采用全断面深孔爆破，一次支护采用挂网喷射混凝土，二次支护由下向上浇筑混凝土井壁，预留出箕斗装载硐室硐口；第二阶段施工硐室，先掘后砌。硐室掘进自上向下分层进行，先掘出拱顶，用锚喷进行一次支护，然后逐层下掘，待整个硐室掘出后，再自下向上连续浇筑硐室的钢筋混凝土，并与井筒的井壁部分相接。砌筑时，立模、布筋与混凝土浇筑，双面硐室交替进行。硐室全高施工时自上向下分成12段。拱部及拱基线上0.4m为第Ⅰ段，段高4.05m；以下每1.5m为一段高，见图9－37。待硐室全部掘出后，最后由下向上一次连续地完成下室、中室、上室的墙、拱以及中间隔板的钢筋混凝土浇筑工作。混凝土浇筑由里向外进行，井内利用吊桶下混凝土料。

该箕斗装载硐室掘进总体积1332.3m3，砌筑总体积619.8m3，钢筋及预埋件共耗用钢筋53.1t，硐室施工工期为110天。

这种施工方案可以部分利用凿井设备（如提绞设备、吊盘等）；缺点是高空作业，安全性差；矸石全部落入井底，给后期清底工作增加困难，同样要延长井筒的施工期。

 

图9－37  东滩主井箕斗装载硐室下行分段开挖和临时支护图

第四节  交岔点设计与施工

一、交岔点类型

井下巷道相交或分岔地点的那段巷道叫交岔点。交岔点按其结构又可分为柱墙式交岔点和穿尖交岔点（图9－38）。

柱墙式交岔点又称“牛鼻子”碹岔，在各类围岩的巷道中均可使用。在该交岔点长度内两巷道的相交部分，共同形成一个渐变跨度的大断面，其最大断面的跨度和拱高是由相交巷道的宽度和柱墙的宽度决定的。这种交岔点较穿尖式交岔点工程量大，施工时间长，但具有受力条件好，容易维护等特点，所以得到普遍应用。

 穿尖式交岔点一般在围岩稳定坚硬，跨度小的巷道中使用。在交岔点的长度内，两巷道为自然相交，其相交部分保持各自的巷道断面。拱高不是以两条巷道的最大跨度来决定，而是以巷道自身的跨度来决定。因此，碹岔中间断面的高度不超过两相交巷道中宽巷的高度。由于拱高低、长度短、断面尺寸不渐变，从而使工程量减小，施工时间缩短，通风阻力小，也使设计工作简化。但它较柱墙式交岔点在相同条件下具有拱部承载能力小、仅适用于围岩坚硬、稳定，跨度较小的巷道。

图9－38  牛鼻子交岔点和穿尖交岔点

（a）牛鼻子交岔点；（b）穿尖交岔点；（c）断面图

二、窄轨道岔

设计交岔点的重要依据之一，是道岔的类型与尺寸，故对井下使用的窄轨道岔作一介绍。

1．道岔的构造

矿井窄轨道岔是交岔点轨道运输线路连接系统中的基本元件，它是使车辆由一条线路过渡到另一条线路的装置。其构造如图9－39所示，它主要由岔尖、基本轨、辙岔（岔心和翼轨）、护轮轨以及转辙器等部件组成。

图9－39  窄轨道岔构造图

1－基本轨接头；2－基本轨；3－牵引拉杆；4－转辙机构；5－岔尖；6－曲线起点；7－转辙中心；10－曲线终点；9－插入直线；

10－翼轨；11－岔心；12－辙岔岔心角；13－侧轨轴线；14－直轨轴线；15－辙岔轴线；16－护轮轨；17－警冲标

岔尖是道岔的最重要零件，它的作用是引导车辆向主线或岔线运行。岔尖要求紧贴基本轨，高度应等于或小于基本轨高度，并具有足够的强度。岔尖的摆动是依靠转辙器来完成。

辙岔是道岔的另一个重要零件，其作用是保证车轮轮缘能顺利通过。它是由岔心和翼轨焊接钢板而成，也有用高锰钢整体铸造的。后者稳定性好、强度高、寿命比前者高6～10倍。

辙岔岔心角（简称辙岔角）是道岔的最重要参数。用其半角余切的1/2表示辙岔号码M，即。辙岔号码M越大，角越小，道岔曲线半径R和曲线长度就愈大，车辆通过时就愈平稳。

护轮轨是防止车辆在辙岔上脱轨而设置的一段内轨。

2．道岔的类型

中华人民共和国煤炭行业标推（MT/T2－95）窄轨铁路道岔有600、762和900mm等3种轨距，15、22、30、38和43kg/m等5种轨型；单开、对称、渡线、交叉渡线、对称组合、菱形交叉和四轨套线7种类型（图9－40为单开、对称、渡线三种道岔的结构与计算简图）；单开和渡线道岔有右向和左向之分（在平面图上分出线路沿顺时针方向分出时为右向；沿逆时针方向分出时为左向）。各种道岔按不同类型分别有2号、3号、4号、5号、6号、7号、8号和10号等8种辙岔号码，又按不同的辙岔号码配备了4、6、9、12、15、20、25、30、40、50、70m等11种曲线半径；渡线、交叉渡线和对称组合道岔的线路间距，按不同轨距和道岔类型，配有1300、1400、1500、1600、1700、1800、1900、2200和2500mm等9种。

3．道岔的系列

窄轨道岔的每一种类型又按轨距和轨型不同共有615、715、915、622、722、922、630、730、930、938、643等11个系列，221个品种，现己设计了166个品种。

4．道岔的选择原则

道岔本身制造质量的优劣或道岔型号选择是否合适，对车辆运行速度、运行安全和集中控制程度等均有很大关系。一般应按以下原则选用：

（1）与基本轨的轨距相适应。如基本轨线路的轨距是600mm，就应选用600mm轨距的道岔；

（2）与基本轨型相适应。选用与基本轨同级或高一级的道岔型号，但绝不允许采用低一级的道岔；

（3）与行驶车辆的类别相适应。多数标准道岔都允许机车通过，少数标准道岔由于道岔的曲线半径过小（≤9m）、辙岔角过大（≥18º55´30"）时，只允许矿车行驶；

（4）与行车速度相适应。多数标准道岔允许车辆通过的速度在1.5～3.5m/s，而少数标准道岔只允许车辆通过的速度在1.5m/s以下。

图9－40  道岔结构与计算简图

（a）单开道岔；（b）对称道岔；（c）渡线道岔

a―转辙中心至道岔起点的距离；b―转辙中心至道岔终点的距离；L―道岔长度

三、交岔点设计

交岔点设计包括交岔点的平面尺寸设计、中间断面尺寸设计、断面形状选择、支护设计、工程量与材料消耗量计算等几部分。

（一）平面尺寸的确定

确定交岔点平面尺寸，就是要定出交岔点扩大断面的起点和柱墙的位置，即交岔点斜墙的起点至柱墙的长度，定出交岔点最大断面处的宽度，并计算出交岔点单项工程的长度。这些尺寸取决于通过交岔点的运输设备类型、运输线路布置的型式、道岔型号以及行人和安全间隙的要求。在设计前，应先确定各条巷道的断面及主巷与支巷的关系，并以下述条件作为设计交岔点平面尺寸的已知条件：所选道岔的a、b、值；支巷对主巷的转角；各条巷道的净宽度B₁、B₂、B₃及其轨道中心线至柱墙一侧边墙的距离b₁、b₂、b₃。此外，尚需确定柱墙的宽度（一般取500mm）和轨道的曲率半径R。

下面以单轨巷道单侧分岔点为例介绍交岔点平面尺寸的确定方法。

首先，应根据前述已知条件求曲线半径的曲率中心O点的位置，以便以O点为圆心、R为半径定出弯道的位置，见图9－41。O点的位置距离基本轨起点的横轴长度J、距基本轨中心线的纵轴长度H，可按如下求得：

                                         （9－10）

                                        （9－11）

从曲率中心O到支巷起点T连一直线，此OT线与O点到主巷中心线的垂线夹角为θ，其值为：

                    （9－12）

`                  （9－13）

为了计算交岔点最大断面宽度TM，需解直角三角形MTN：

                          （9－14）

                            （9－15）

                        （9－16）

于是，自基本轨起点至柱墙面的距离：

                        （9－17）

为了计算交岔点的断面变化，需确定斜墙TQ的斜率i，其方法是先按预定的斜墙起点（变断面起点）求算斜率i₀，然后选用与它最相近的固定斜率i，即：

                      （9－18）

根据i₀值的大小，选取固定斜率i为0.2、0.25或0.3，个别情况可取0.15。

确定了斜墙的斜率后，便可定出斜墙（变断面）的起点Q及交岔点扩大断面部分的长度：

                        （9－19）

于是，变断面的起点至基本轨起点的距离：

Y = P－L₀                          （9－20）

Q点在Q₀点之右，Y为正值；Q点在Q₀点之左，Y为负值。

交岔点工程的计算长度L，是从基本轨起点算起，至柱墙M点再延长2000mm，于是：

L = L₂ + 2000                        （9－21）

在支巷处，交岔点的终点应取为从柱墙面算起，沿轨道中心线2000mm处，也可近似地按直墙2000mm计算。

（二）交岔点的中间断面尺寸计算

1．中间断面的宽度

交岔点各中间断面的宽度，取决于通过它的运输设备的尺寸、道岔型号、线路联接系统的类型、行人及错车安全要求。

2．考虑到运输设备通过弯道和道岔时边角将会外伸，与直线段巷道相比，交岔点道岔处的中间断面应加宽，加宽要点如下：

（1）单轨巷道单侧分岔点，在弯道内侧加宽100mm。其外侧外伸值不大，可不再加宽，但若安全间隙很小则应加宽200mm。加宽范围为道岔转辙中心左边5m、右边1m。

（2）双轨巷道单侧分岔点，在道岔转辙中心前5m一段，双轨中心线距应加宽200mm或200mm以上，并在左右各设置5m的过渡线段，在此范围内，巷道外侧也要相应加宽。

（3）单轨巷道对称分岔点，两侧均应加宽。

（4）双轨巷道对称分岔点，从弯道曲率中心向左3m段，两轨中心线应分别向外移动200mm或更多，即双轨中心线加宽400mm或更多，并在其左也设置5m过渡线段，巷道也需适当加宽。

3．为了施工方便和减少通风阻力，在井底车场的交岔点内，一般应不改变双轨中心线距及巷道断面。这样在设计交岔点时，中间断面应选用标准设计图册中相应的曲线段的断面（即参考运输设备通过弯道或道岔时边角外伸、双轨中线距及巷道宽度已加宽的断面）。

4．中间断面的拱高

交岔点内的巷道拱高，由于宽度逐渐加大，因而拱高也逐渐加大。半圆拱拱高仍取宽度的1/2，圆弧拱取1/3。锚喷支护的交岔点也可降低拱高，以减少掘、支工程量。

5．中间断面的墙高

由于各中间断面的拱高将随净宽的递增而升高，为了提高断面利用率，减少掘、支工程量，在满足安全、生产与技术需求的条件下，可将中间断面的墙高相应递减，使巷道全高的增加幅度不致过大（图9－42）。

降低后的墙高或调整后的拱高，在T、N、M三点处应相同。这几处的巷道断面应保证运输设备、行人及管线装设的安全间隙和距离，故必须按“巷道断面设计”中所介绍的方法和公式对墙高进行验算。设变断面部分起点处墙高为hB1，降低后最低处墙高为hTN，则墙高降低的斜率为：

                         （9－22）

有了值，便可求得每米墙高递减值。T、N、M三点处墙高均是h_TM。h_TM与以B₂、B₃为净宽的巷道的墙高h_B2、h_B3的差值应控制在200～500mm。如果值过大，对施工和安全都不利；过小则降低墙高的意义不大。在生产中，为了施工方便，亦可不降低墙高。

（三）交岔点的支护

交岔点属于加强支护工程，因此其砌碹厚度和锚喷参数值应按大断面最大宽度TM选取上限值。分支巷道加强支护的长度，应为自柱墙面起3～5m。

柱墙宽度一般为500mm，长度视岩石条件、支护方式及巷道转角而定，通常取2m。对采用光面爆破完整保留原岩体的柱墙，可按支护厚度考虑，不另加长度。

（四）交岔点工程量及材料消耗量计算

交岔点工程量计算的范围，一般是从基本轨起点至柱墙向支巷各延展2m。工程量计算方法有两种：一种是将交岔点按不同断面分为几个计算段，求出每段掘进体积，然后相加（包括柱墙）；另一种是近似计算，其精度能满足工程需要，在施工中广泛应用。

（五）交岔点的作图及附表

交岔点施工图包括平面图，主巷、支巷及TM处断面图，交岔点纵剖面图，工程量和材料消耗量表，以及变化断面各段特征表等。

（1）按1︰100的比例绘出交岔点平面图。

（2）按1︰50的比例绘出主巷、支巷及最大宽度TM处的断面图。在TM断面图上，大断面是实际尺寸，两个小断面和柱墙的宽度则是投影尺寸，如图9－43所示。

（3）交岔点纵剖面图能显示拱高、墙高及大小断面的连接，并能看出交岔点内墙高的变化情况。

（4）作出交岔点断面变化特征表、工程量及主要材料消耗量表。

交岔点断面特征表和工程量及材料消耗量表的格式与巷道施工图基本相同。

四、交岔点施工方法

交岔点施工，应推广使用光面爆破、锚喷支护；在条件允许时，要尽量做到全断面掘进一次成巷，使用砌碹支护时，应尽量缩短掘砌的间隔时间，以防止围岩松动。在井底车场施工中，根据总的施工组织安排有时可先掘进其中的一条巷道，当掘过交岔点适当距离后，在该巷道继续向前掘进的同时，进行交岔点的刷大与支护。但是，此时交岔点的刷大、支护工作应不影响矿车顺利通过，以保证连锁工程的连续快速施工。

由于柱墙处是交岔点受力最大的地方，所以柱墙和岔口的施工是这个交岔点工程的关键，必须尽力保护该处围岩的完整和稳定。施工中应根据交岔点穿过岩层的地质条件、断面大小及支护型式、开始掘进的方向和施工期间工作面的运输条件，选用不同的施工方法。

1．若围岩稳定，可采用一次成巷的施工方法，随掘随支，或掘后一次支护，其施工顺序如图9－44所示。按图中Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ的顺序全断面掘进，锚杆按设计要求一次锚完，并喷以适当厚度的混凝土及时封闭顶板；若岩石易风化，可先喷混凝土后打锚杆，最后安设牛鼻子和两帮处的锚杆，并复喷混凝土至设计厚度。

2．若围岩中等稳定，交岔点变断面部分起始段仍可采用一次成巷施工，而在断面较大处，为了使顶板一次暴露面积不致过大，可用小断面向两支巷掘进，并将边墙先行锚喷，余下周边喷上一层厚30～50mm的混凝土作临时支护，然后回过头来再分段刷帮、挑顶和支护。

3．在稳定性较差的岩层中，可采用先掘砌好柱墙再刷砌扩大断面部分的方法。图9－45（a）为正向掘进时，先将主巷掘通过去，同时将交岔点一侧边墙砌好，接着以小断面横向掘出岔口，并向支巷掘进2m，将柱墙及巷口2m处的拱、墙砌好，然后再回过头来刷砌扩大断面处，做好收尾工作。图9－45（b）为反向掘进时的施工顺序，先由支巷掘至岔口，接着以小断面横向与主巷贯通，并将主巷掘过岔口2m，同时将往墩及两巷口的2m拱、墙砌好，随后向主巷方向掘进，过斜墙起点2m后，将边墙及此2m巷道拱、墙砌好，然后反过来向柱墙方向刷砌，做好收尾工作。

4．在稳定性差的松软岩层中掘进交岔点时，不允许围岩一次暴露的面积过大，可采用导硐施工法，如图9－46所示。此法与上述方法基本相同，先以小断面导硐将交岔点各巷口、柱墙、边墙掘砌好后，从主巷向岔口方向挑顶砌拱。为了加快施工速度，缩短围岩暴露时间，中间岩柱暂时留下，待交岔点刷砌好后，最后用放小炮的方法把它除掉。

在交岔点实际施工中，应根据围岩的稳定程度、断面大小、掘进方向以及施工设备和技术条件等具体情况，交岔点的施工方法可以多种多样。但原则应是：既要保证施工安全，又要使施工快速、方便。

第四节  煤仓施工

煤仓的施工，一般采用先自下向上开掘凿小反井，而后再自上向下刷大设计断面，最后自下向上砌筑仓壁的方法。就反井施工方法而言，有普通反向凿井法、吊罐反向凿井法、深孔爆破法和反井钻机法等几种。过去多采用普通反向凿井法，后来逐渐被吊罐反向凿井法取代，虽然吊罐反向凿井法比普通反向凿井法具有劳动强度低、节省坑木、掘进速度快、效率高、成本低等优点，但作业环境和安全状况仍很差，同时该方法要求反井围岩较稳定及具有垂直精度较高的先导提升钢丝绳孔，所以使用范围受到限制。随着爆破器材和爆破技术的发展，有的单位还采用了深孔掏槽爆破法，采用自下而上连续分段爆破成井，下部巷道集中出矸，装药、联线、填塞、爆破等作业均在煤仓上部巷道进行，与传统施工法相比，具有作业条件好、工效高、速度快、安全、节约材料等一系列优点，但这种方法对钻眼及爆破技术有较高要求，实际应用并不多。

国外六十年代就开始使用反井钻机进行反井施工，其工艺不断得到完善和发展，目前在工业发达国家中使用反井钻机钻凿反井的比重已超过70%以上，有的达到90%。70年代开始，我国自制反井钻机，目前已有多台不同规格型式的反井钻机在煤矿中使用。反井钻机是一种机械化程度高、安全高效的反井施工设备，尤其是用它钻凿煤矿的反井、井下煤仓、溜煤眼、延伸井筒及各种暗立井时可大大提高建设速度，其施工速度为普通反向凿井法的5～10倍，施工成本仅为普通反向凿井法的67％，它还具有减轻工人劳动强度、作业安全、成井质量好等优点。下面介绍以反井钻机施工煤仓的主要工艺。

一、施工方式

利用反井钻机钻凿反井的方式有二种：一种是把钻机安装在反井上部水平，由上而下先钻进一个导向孔（直径216～311mm）至反井下部水平，再由下而上扩大至反井的全断面，即一般所谓的上行扩孔法；另一种方式是把钻机安装在待掘反井的下部水平，先由下向上钻一导向孔，然后自上而下扩大到断面，即下行扩孔法。下行扩孔法的岩屑沿钻杆周围下落，因此要求钻凿直径较大的导向孔，否则岩屑下落时在扩孔器边刀处重复研磨，不仅加剧了刀具的磨损，也影响了扩孔的速度；向上钻导向孔的开孔比较困难，人员又在钻孔下方，工作条件较差。正是由于这些原因，国内外多采用上行扩孔法。如果由于岩石条件和巷道布置所限，不允许在反井上部开凿硐室和无法运输钻机，或由于岩石不稳定，要求紧跟扩孔作业进行支护等情况下可以考虑采用下行扩孔法。

我国煤矿应用的反井钻机主要有国产的TYZ－1000、AF－2000、LM－120、ATY－1500、ATY－2500等型号，此外还有引进美国的83RM－HE型反井钻机，其主要技术特征如表9－1所示。其中常用的有TYZ型、LM型和ATY型系列的反井钻机，它主要由主机、钻具（钻杆与钻头）、动力车、油箱车、起吊装置等部分组成，钻头分超前孔钻头和扩孔钻头，主机带有轨道平板车，工作时作装卸钻杆用，钻完后，主机倒放在平板车上运送出去。

二、反井钻进

现以LM－120反井钻机为例来说明某矿采用反井钻机施工煤仓的方法。

1．准备工作

（1）施工之前应在反井的上口位置，按照设计尺寸要求用混凝土浇筑反井钻机基础。该基础必须水平，而且要有足够的强度。井口底板若是煤层或松软破碎岩层，应适当加大基础的面积和厚度，若底板是稳定硬岩，可适当减少基础的面积和厚度。

（2）钻进时冷却器的冷却水要求流量为7.2m3/h，压力为0.8MPa；导孔钻进时，用于冷却钻头和排除岩屑的冲洗水要求流量为30m3/h，压力为0.7～1.5MPa。

（3）LM－120型反井钻机因电器线路极为简单，未专门配置电气控制箱。只需用两台隔爆型磁力起动器和两台隔爆起动按扭，在施工现场将电源分别接入电机即可。

（4）钻机安装

钻机运到现场以后，按照图9－47所示的位置排列，然后找正钻机车的位置，拧紧卡轨器后，便可按照如下步骤进行工作：往油箱内注油，连接动力电源及液压管路，启动副泵，升起翻转架将钻机竖立，使其动力水龙头接头体轴心线对正预钻钻孔中心，安装斜拉杆，卸下翻转架与钻机架的连接销，放平翻转架，安装转盘吊与机械手，调平钻机架，固定钻机架（支起上下支承缸），接洗井液胶管和冷却水管，准备试车。

表9－1  国产反井钻机技术特征

2．反井施工

（1）导孔钻进

钻机安装完毕并经过调试以后，即可进行开孔钻进。开孔钻进是将液压马达调成串联状态。把事先与稳定钻杆接好的导孔钻头放入井中心就位，启动马达，慢慢下放动力水龙头，连接导孔钻头，启动水泵向水龙头供水。开始以低钻压向下钻进，开孔钻速控制在1.0～1.5m/h之间。开孔深度达3m以后，增加推力油缸区推力，进行正常钻进。根据岩石的具体情况控制钻压，一般对松软岩层和过渡地层宜采用低钻压，对坚硬岩石宜采用高钻压。在钻透前，应逐渐降低钻压。

在导孔钻进中，采用正循环排渣，将压力小于1.2MPa的洗井液通过中心管和钻杆内孔送至钻头底部，水和岩屑再由钻杆外面与钻孔壁之间的环形空间返回。装卸钻杆可借助于机械手、转盘吊和翻转架。

图9－47   LM－120反井钻机

1－转盘吊；2－钻机平车；3－钻杆；4－斜拉杆；5－长销轴；6－钻机架；7－推进油缸；8－上支承；9－液压马达；

10－下支承；11－泵车；12－油箱车；13－扩孔钻头；14－导孔钻头；15－稳定钻杆；16－钻杆；17－混凝土基础；

18－卡轨器，19－斜撑油缸；20－翻转架；21－机械手；22－动力水龙头；23－滑轨；24－接头体

（2）扩孔钻进

导孔钻透后，在下部巷道将导孔钻头和与之相接的稳定钻杆一同卸下，再接上直径1.2m的扩孔钻头。将液压马达变为并联状态，调整主泵油量，使水龙头出轴转速为预定值（一般为17～22r/min）。扩孔时将冷却器的冷却水放入井口，水沿导孔井壁及钻杆外壁自然下流，即可达到冷却刀具及消尘防爆的作用。扩孔开孔时应采用低钻压，待刀盘和导向辊全部进入孔内后，方可转入正常钻进。在扩孔钻进时，岩石碎屑自由下落到下部水平巷道，停钻时装车运出。扩孔钻进情况见图9－48。

图9－48  反井扩大示意图	图9－49  煤仓刷大施工设备布置示意图
1－动力车；2－反井钻机；3－导向孔； 4－扩孔钻头；5－已扩反井	1－封口盘；2－提升天轮；3－提升绞车；4－风筒；5－吊桶； 6－铁篦子孔盖；7－φ1.2m的反井；10－装载机；9－钢丝绳软梯

扩孔距离上水平还有3m左右时，应当用低钻压（向上拉力）慢速钻进。此时，施工人员应密切注视基础的变化情况，当发现基础有破坏的征兆时，应立即停止钻进，待钻机全部拆除后，可用爆破法或风镐凿开。进行此项工作时，施工人员应配带安全绳或保险带。

三、反井刷大

用钻机钻扩完直径1.2m的反井全深后，即可按设计煤仓规格进行刷大。刷大前应做好掘砌施工设备的布置与安装等准备工作，煤仓刷大施工设备布置见图9－49。

利用煤仓上部的卸载硐室作锁口，在其上面安装封口盘，盘面上设有提升、风筒、风管、水管、下料管、喷浆管及人行梯等孔口。在硐室顶部安装工字钢梁架设提升天轮，提升利用JD－25型绞车、1m3吊桶上下机具和下放材料。人员则沿钢丝绳软梯上下。采用压入式通风，在卸载硐室安设1台5.5kW局部通风机，用φ500mm胶质风筒经封口盘下到工作面上方。

煤仓反井自上向下进行刷大，工作面可配备YT－24型风动凿岩机，选用药卷φ35mm的1号煤矿硝铵炸药和毫秒电雷管，用MFB－150型发爆器起爆。由于钻出的反井为刷大爆破提供了理想的附加自由面，因而工作面上无需再打掏槽眼。全断面炮眼爆破分两次进行，使爆破面形成台阶漏斗形，以便矸石向反井溜放。当刷大到距反井下口2m时，采用加深炮眼的方法一次打透，然后站在矸石堆上打眼，再将下面的给煤机硐室水平巷道段刷出。

刷大掘进放炮后，矸石大部分沿反井溜放到煤仓下部水平巷道，剩余矸石用人工攉入反井。下部水平巷道设1台0.6m3的耙斗装岩机，将落入巷道的矸石装入1.5t矿车外运。煤仓反井刷大过程中，采用锚喷网作临时支护。

四、永久仓壁的砌筑

该煤仓仓壁采用厚700mm的圆筒形钢筋混凝土结构。煤仓下口为倒锥形的给煤漏斗，上口直径8m，下口4.22m，内表面铺砌厚100mm的钢屑混凝土耐磨层。漏斗由两根高2m的钢筋混凝土梁支托。煤仓砌筑总的施工顺序是先浇灌给煤机漏斗，再自下向上砌筑仓壁。混凝土及模板全由煤仓上口的绞车调运。

煤仓砌筑时的支模方法，通常采用绳捆模板或固定模板，支模工作在木脚手架上进行，施工中由于脚手架不能拆除，模板无法周转使用，木材耗量大，而且组装拆卸困难，影响砌筑速度。因此，该矿在砌筑煤仓时，改变了上述的支模方法，采用滑模技术，创造了一套应用滑模砌筑煤仓仓壁的施工方法。考虑到煤仓垂深不大的特点，直接引用立井的液压滑模在经济上不够合理，因而专门研制了一种砌筑仓壁的手动可伸缩模板，沿周围用24个GS－3型手动起重器作模板提升牵引装置，模板沿直径13.5mm的钢丝绳滑升，使用灵活方便，煤仓砌壁滑模施工见图9－50。这一施工支模方法省工、省料、机械化程度高、质量好、速度快。

 

 

 

本章思考题

1．井底车场由哪几部分组成？有哪些线路？

2．有哪几种常见的车场形式？它们适用于何种条件？

3．副井系统有哪些硐室？主井系统有哪些硐室？

4．箕斗装载硐室有哪几种类型？硐室的主要尺寸与什么因素有关？支护有何特殊要求？

5．马头门的规格应如何确定？

6．煤仓有哪几种形式？各自的适用条件是什么？它的支护结构有何特点？

7．中央排水系统由哪几部分组成？它与车场、井筒有哪些联系？用立面图简示之？

8．有几种硐室施工方法？适于何等条件？硐室施工的特点是什么？

9．箕斗装载硐室有哪几种施工方案？简述各自的优缺点及适用条件？

10．马头门有哪几种施工方案？简述各自的优缺点及适用条件？

11．交岔点的结构有哪两种？简述各自的特点及适用条件？

12．交岔点的平面设计归纳为哪几个主要步骤。

13．交岔点有哪几种施工方法？施工时应注意哪些问题？

14．如何施工煤仓？