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地下煤矿开采安全

		点击数：	更新时间： 2021年08月28日
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地下煤矿开采安全
 冯胜利
生产技术部
 2013年7月
主要内容:
第一节    采区巷道矿压显现及其控制 
第二节   顶板控制设计方法
第三节   煤矿冲击矿压灾害简介
第四节   放顶煤采煤法
第五节   煤矿生产新技术
第六节   液压钻车机械化作业线
第一节     采区巷道矿压显现及其控制

主要内容：
             
             采区巷道围岩应力及变形规律
             受采动影响巷道矿压显现规律
             巷道围岩控制原理
             巷道围岩控制技术
             
§1.1  采区巷道变形与破坏

一、采区巷道概念：
?
采区巷道——采区内的准备巷道和回采巷道。
（采区上下山，区段平巷、回风平巷及切眼、各种联系巷道）
?
采区巷道特点：
      （1）大部分属煤层巷道，围岩强度低；
      （2）受开采区影响大，巷道破坏严重；
      （3）服务期限短，支护要求较低。

二、采区巷道变形与破坏形式：
 
        冒落、下沉、鼓帮、片帮、底臌、开裂
 
三、影响巷道变形破坏的因素
  
1、自然因素
           （1）岩性与构造特征
           （2）巷道埋深H
           （3）煤层倾角α
           （4）地质构造
           （5）水
           （6）时间
?
2、开采技术

（1）受采动影响情况 
          （2）巷道保护方法
          （3）巷道断面的形状及支架架设时间?

第二节    采区巷道矿压显现规律

一、受采动影响巷道的围岩应力：
   
     1、巷道围岩应力：

弹性变形应力分布
塑性变形应力分布
   2、回采工作面周围支承压力分布：

工作面超前支承压力
峰值一般在煤壁前4~8米，
影响范围为40~50米。少
数可达60~80米。应力集
中系数为2.5~3。
       
      工作面倾斜方向固定支承压力范围一般为15~30米。
少数可达35~40米，峰值一般距煤壁15~20米，应力集中
系数为2~3。
       
       在拐角区要形成应力叠加，应力集中系数可达5~7。 
  煤层拐角处叠加支承压力
3、采动引起的底板应力分布：
一侧采空
两侧采空
影响深度为1.5~2B
影响深度为3～4B
压力传递影响角一般为30~40度
        煤体与采空区交界处底板岩层中的不同矿压显现区
A–应力增高区；B–应力降低区；C–影响微弱区；D–未受影响区
4、构造应力对巷道稳定性的影响：

1）构造应力特点：
            以水平应力为主，具有明显的方向性、区域性。

2）水平应力对巷道的影响：
            
            
           影响

巷道顶板——

巷道底板——软岩（煤层）底臌、蠕变
巷道两帮——引起拉应力，破裂、鼓出、塌落
薄层页岩岩层面滑移
厚层砂岩剪切、失稳冒落
3）合理巷道方向：   
         巷道轴向与最大主应力夹角小于25~30度
5、相邻巷道合理距离：

一般间距：
                
   大巷———20~40米（围岩稳定取小值，不稳定取大值）；                                
   上下山——15~30米；
   集中巷——15~30米。
            
    （在浅部、坚硬岩层、急倾斜可为10米； 深部、松软围岩为50米）
二、走向平巷矿压显现规律：

1、巷道围岩变形量：
 
 （顶板下沉量、底臌量、巷帮移近量、深部围岩移近量、巷道剩余断面积）
        
        顶底板移近量——巷道中心线高度减少值；
        两帮移近量———巷道腰线平距减少值。

总变形量：
Ⅰ：巷道掘进段——弹塑性、量小、趋于稳定、时间短；
Ⅱ：无采掘影响段——主要为流变，受岩性影响较大；
Ⅲ：采动影响段——前30～50m，后40～60m（峰值5～20m），量大；
Ⅳ：采动影响稳定段——位移、变形均较小，工作面后方100米以远；
Ⅴ：二次采动影响段——影响剧烈程度及影响范围均较第一次为大。      
     
2、走向平巷矿压显现特点：
走向巷道逐段受采动影响
三、倾斜巷道矿压显现规律 
  
     巷道处于前方承压力的不同区域，有不同的矿压显现：
（三个显现区域带）

Ⅲ 、原始压力带 
            显现轻微，一般不受破坏。

Ⅱ、支承压力影响带
          工作面距巷道40～50m开始
          变形、破坏严重，移近速度
达10mm～30mm/d。峰值区严重。
 
Ⅰ 、煤体边缘卸载带 
          煤体破坏，应力降低，向平衡过度，移近量仍较大。
 Ⅰ—卸载带；Ⅱ—支承压力带；Ⅲ—原岩应力带 
倾斜巷道全长同时受采动影响 
第三节    巷道围岩控制原理

巷道围岩的基本途径：
        降低围岩应力、提高围岩稳定性及合理的支护选择
巷道围岩控制手段的实质：
     如何利用煤层开采引起周围应力重新分布规律，正确选择巷道布置和护巷方法，使巷道位于应力降低区，从而减轻或避免回采引起的支承压力的影响，控制围岩应力
一、 巷道的围岩压力及影响因素
1. 围岩压力
   定义：围岩变形受阻而作用在支护结构物上的挤压力或塌落岩石的重力
   种类： 松动围岩压力
               变形围岩压力
               膨胀围岩压力
              冲击和撞击压力
2. 影响因素
    开采因素：回采工作面状况、巷道的保护方法
     地质因素：原岩应力状态、围岩的力学性质、岩层结构、岩石组成和胶结状态、围岩中的水份补给状况。
二、巷道的围岩控制原理和方法
     1.控制原理
        巷道围岩控制：控制巷道围岩的矿山压力和周边位移所采取的措施。
        基本原理：根据围岩应力、围岩强度及它们之间的关系，选择合适的巷道布置、保护及支护方式
      2. 控制方法
        （1）巷道布置
        （2）巷道保护和支护

三、巷道围岩稳定性分类及支护选择
     1.分类的意义：
       巷道围岩稳定因素复杂，进行分类为巷道支护设计施工管理提供科学依据。
     2.分类方法
      模糊聚类分析方法
     3.分类
     （五个类别：极不稳定、不稳定、中等稳定、稳定、非常稳定）
      七个指标：   围岩强度                            围岩应力
    作用：
      1.巷道围岩移近量预算
        a.根据巷道埋深H和顶底板岩层平均单向抗压强度
        b.通过围岩稳定性类别预计
      2. 选择巷道的支护形式 
第四节    巷道维护（支护）原理和支护技术

一、“支架—围岩”相互作用原理

支架——围岩构成统一的力学体系，二者之间有相互作用，而二者合之又共同承载。

1、支架—围岩相互作用的基本状态：

给定载荷状态——顶板岩石与上覆岩层离层或脱落，支架仅承受其自重作用，与母体岩层的移动变形无关。

给定变形状态 ——没有离层或脱落，支架变形取决于上覆岩层的运动状态。支架阻力与围岩移动性质、支架特性有关。
                            
     当支架变形特性与围岩变形不相适应时，则可承受更高的载荷，支架被破坏。

给定载荷——围岩与母体岩层脱离，不受母体岩层移动
                      影响，支架仅承受固定载荷作用。
                    （支架载荷不大，且基本固定）

给定变形——围岩受母体岩层移动影响，并将母体岩层
                    移动变形传递给支架，支架受载与岩层变形
                    特征有关。
                   （支架载荷较大，与围岩变形正比）

2、“支架—围岩”相互作用原理：
    由芬纳位移公式可得右侧曲线
由曲线有：
        支撑力↑ →位移量↓   
       支撑力↓ →位移量↑
       
       支撑力不可能完全限制围岩的位移；
       支撑力小到一定程度，围岩变形急剧增大，甚至破坏；
       不同特性支架、支护时间不同，支架承受载荷不同（可缩性支架、刚性支架）；
      合理支撑力应在曲线拐点附近。
3、“支架—围岩”相互作用原理的应用：

1）二次支护（新奥法）——让压支护

2）柔性支护——允许产生一定变形。让压支护

3）主动支护——加大围压，提高围岩强度。抗压支护

1.2    巷道保护基本措施

一、基本原则：
              
             允许围岩变形、提高围岩强度、降低围岩应力。

二、基本方法和途径：
?
1、控制方法：
巷道保护——使围岩应力与岩体强度相适应
           （采用适当断面，预留断面，煤柱护巷，巷道在减压区）
巷道支护——架设支架防止围岩过度变形与移动
巷道维修——改换已恶化的支撑系统，恢复围岩移动稳定性。
?
2、控制原理   
   
          抗压        让压        躲压       移压

三、基本措施：
     
      将巷道布置在岩性好的岩层内
      将巷道布置在应力降低区
      对巷道进行卸压保护

常用方法为： 卸压
                         无煤柱护巷

1、巷道卸压保护：

卸压原理——采用人为方法，改变周边围岩应力分布，使 
                    峰值应力内移，巷道处于应力降低区。

1）巷道跨采卸压：

跨采类型

纵跨——采面推进方向与巷道轴向平行；
横跨——采面推进方向与巷道轴向垂直。
 矿压特点
纵跨——巷道逐段受采动影响（岩石集中巷）；
横跨——巷道全长同时受采动影响（上山石门）
跨采期间围岩移近量大，过后稳定。
  纵向跨采
（依次影响）
 横向跨采
（同时影响）
跨越平巷、跨越上山、 掘后跨采、掘前预采。
   2）开槽（松动）卸压：

卸压措施
巷道周边开槽（孔）卸压
巷道围岩松动爆破卸压
开槽后可改变周边应力分布状态，使应力内移。
   无切缝                  两帮切缝             顶底切缝            两帮顶底切缝
3）卸压巷硐卸压：

卸压巷硐位置
巷道一侧——被保护巷变形减少70—90%；
巷顶————被护巷移近量为原来1/7—1/12；
宽面掘巷——矸石带填充，隔离，效果好。
   一侧卸压                                  顶板卸压                           宽巷卸压
4）掘前预采：

在岩巷尚未掘进时，先将其上部煤层采掉，然后在采
空区下掘进岩石巷道，使之在应力降低区。

为效果最理想的方法。

巷道围岩变形量减小
4/5—5/6。

要求岩巷距煤层较近，
距开采区域平距足够。
2、无煤柱护巷技术

1）护巷煤柱的稳定性：

留设煤柱

优点：可双巷掘进；技术简单；对通风、运输、排 水、   
            安全有利；
缺点：煤损大；风巷受二次采动影响，维护费高；不利底
            板巷道稳定；成为冲击地压、煤炭自燃隐患。
2）煤柱的应力分布：
一侧采空
煤柱很宽
煤柱较宽
煤柱较窄
形成：
     Ⅰ——破裂区
     Ⅱ——塑性区
      Ⅲ——弹性区
      Ⅳ——原始应力区            
3）护巷煤柱的稳定性：

煤柱宽度是影响煤
柱稳定性和巷道维护的
主要因素。

护巷煤柱稳定条件：
           煤柱中央产生的弹性区（核）宽度                                     
                           不小于煤柱高度的2倍。
煤柱宽度：
4）沿空掘巷的三种方式：

完全沿空掘巷；留小煤皮掘巷；保留部分老巷掘巷
   
5）沿空留巷巷旁支护：

巷旁支护作用

巷旁支护类型
控制直接顶离层
及时切断直接顶
减少巷内支护承载
封闭采空区
木垛
密集支柱
矸石带
混凝土砌块
高水速凝水泥
整体浇注巷旁充填技术
（低水材料：石膏  高水材料：钙矾石）
第六节 采区巷道支护
一、巷道支护原则：
       
      支护特点：临时性、可变形。
       支护要求：确保安全，维护最小允许断面。

基本支护类型： 
 
      （1）木支护：梯形（对棚或密集等）
      （2）金属支架：
                     工字钢梯形支架
                     平顶可缩金属支架
                     拱形可缩性金属支架         
                     棚间距0.5～0.7m 。
      （3）锚杆支护：
二、巷道金属支架支护：

1、U 型钢可缩性支架：  （拱可缩）

U 型钢型号：U18、U25、U29、U36    （kg/m）
        
     1）基本结构类型：
2）支架连接件：  （螺栓连接件， 楔式连接件）

上限位连接件                     中间连接件                     下位连接件       
连接件= 锁紧构件+ 摩擦机构
螺栓连接件：强度高、刚性大、可缩性好、工作
                        阻力稳定、型钢滑移平稳。
2、矿用工字钢支架：

刚性特性，可缩量小，适用于围岩稳定条件。
      通过增加接榫木垫、棚腿插入底板（垫柱鞋）等措施
可以增加适量可缩量。
      
      现场以梯形支架为主，拱型有如下类型：
     拱顶斜腿                       拱顶直腿                       锚喷加强拱顶
三、 巷道锚杆支护

1、锚杆种类与锚固力：

锚杆分类

锚固力
机械锚固式——账壳式、倒楔式、楔缝式；
粘结锚固式——树脂、快硬水泥、水泥沙浆；
摩擦锚固式——缝管式、水胀式管状锚杆。
托锚力——安装时，拖板与锚杆的预紧力；
粘锚力——粘结摩擦力与锚杆轴力；
切向锚固力——限制岩块沿弱面滑动的力。
初锚力、工作锚固力、残余锚固力
2、锚杆支护原理：

1）悬吊原理

2）组合梁原理

3）压缩拱原理

4）最大水平应力原理

5）围岩强度强化理论
3、组合锚杆支护：

1）锚梁网联合支护：
            锚杆 + 托梁（钢带）+ 金属网
2）桁架锚杆支护：
锚杆 + 拉杆 + 拉紧器 + 垫块
      桁架锚杆在顶板内会形成水平和铅直方向挤压力，使顶
板的中性轴下移，增强顶板抗弯能力，提高其整体性。
4、预应力锚索：

1）类型
胀壳式钢绞线预应力锚索
沙浆粘结式预应力锚索
2）小口径预应力锚索结构：
锚索比锚杆长，可锚入深部较稳定的岩层中。
5、锚杆支护系统设计方法：
    
       由地质调查、设计、施工、监测、信息反馈等相互
制约影响，综合完成系统设计。主要包括：

1）地质力学评估围岩应力及岩体强度；
       2）初始设计，并对选定方案进行稳定性分析；
       3）施工；
       4）现场监测（锚杆受力、深部围岩移动）
       5）信息反馈与修改完善；
       6）重复进行上述步骤，直至满意为止。   
四、采区巷道联合支护：

1、联合支护原理——分阶段综合运用多种支护形式维护巷道

2、联合支护方式：
锚杆+棚子——单用锚杆不行时
锚网+金属棚子+人工砌垛——采深大，压力大，留巷。
?      
    目前，煤巷锚杆支护常用：
        锚索+锚杆+W型钢带+拱可缩支架联合支护，效果 
           较好。
1、顶板控制设计方法
（1）顶板控制设计指导思想
(2)顶板控制设计的流程
（3）顶板控制设计的主要内容
（4）典型坚硬顶板控制设计举例
——门头沟矿五槽坚硬顶板控制设计
2、煤矿冲击矿压灾害简介
冲击矿压事故
冲击矿压是采掘空间周围煤岩体中聚集的能量突然大量释放，快速破坏煤岩体，并产生剧烈震动，造成人员伤亡和采掘空间严重破坏的煤矿灾害。
我国最大的冲击矿压里氏4.3 级，破坏巷道500多米，地面震感明显，已成为公共安全问题。 
冲击后
冲击矿压能引起煤岩层和采空区中的瓦斯大量涌出，引发瓦斯爆炸事故。
安徽淮北芦岭2003年“5.13”顶板冲击引起采空区瓦斯大量涌入采掘空间，遇火源发生瓦斯爆炸事故，死亡84人。 
辽宁阜新孙家湾2005年“2.14”冲击矿压引起煤岩层裂隙瓦斯大量涌出，遇火源发生瓦斯爆炸事故，死亡214人。 
        冲击矿压引起大量瓦斯涌出
备注：我国是世界上煤岩动力灾害最严重的国家，30%以上的国有重点煤矿有动力灾害危险。煤岩动力灾害破坏生产系统，造成大量矿工伤亡，经济损失巨大。随开采深度增加，动力灾害将更为严重。
但目前预测准确率低、安全性差、操作复杂、受人为因素影响大，迫切需要开发技术先进、预测准确、安全高效的预测技术及装备。 
岩爆造成损害细部
岩块嵌入水管表面
电缆被高速抛出的岩块割断
(实验结果表明：岩石弹射速度>50m/s)
北京木城涧矿2004-6-27冲击矿压
yanzhsanhaojing11-30冲击矿压
yanzhdongtan1-3冲击矿压
50年代中期印度某金矿
巷道中岩爆造成的戏剧性效果(dramatic effect)
岩爆前
中度破坏区
严重破坏区
完全闭合区
冲击矿压多发区域
序号

发生冲击矿压的地点

垮落面

充填面

采空区边的原煤体（60m）

9.4

采动压力影响的原煤体

27.4

5.9

采动压力区外靠近采空区

10.4

0.9

采动压力区内靠近采空区

11.3

6.6

靠采空区的原煤体（60m）

2.8

总    数

61.3

13.2

采动压力区外的原煤体

24.5

巷道：           72.6%
工作面：       27.4%
残采区停采线：89％
冲击矿压对井下巷道工作面的影响
冲击矿压对井下巷道的影响主要是动力将煤岩抛向巷道，破坏巷道周围煤岩的结构及支护系统，使其失去功能。
振动速度对井巷的影响
影响程度	振动速度, mm/s	影响特征
I	<200	对井巷无影响
II	200~400	对井巷影响较小，产生小破坏，出现裂缝、剥落等现象
III	>400	对井巷影响较大，出现大裂缝
冲击矿压、震动使人体各器官产生共振而损伤。
医学分析表明：
 脑部，91%；
 胸部，60%；
 内部器官，18%；
 上下肢，18%。
冲击矿压对矿工的影响
器官名称

共振频率　Hz

头

眼

7~25

上下颚

60~90

喉、气管、支气管

6~8

胸

12~16

上肢

5~9

骨

3~8

腹腔

4.5~10

肝

3~4

膀胱

10~18

骨盆

5~9

下肢

人在坐的位置

5~12

人在站的位置

4~6

能量为1×10^4 J的震动，造成大部分人员脑部、脸部损伤，其次为心脏、胃、脊柱、肾等损伤。
人体各器官共振频率分布及某次冲击矿压频率与人体器官对应的关系 
一、概述
        冲击矿压对矿工的影响
人体在垂直方向承受的加速度比水平方向的大。
震动加速度使人体撞击受伤。
人体允许的加速度值 
撞击力与振动速度降时间关系 
冲击矿压对矿工的影响
冲击矿压对将造成类似于地震那样的灾害。
日期

地点

震动能量

震级

建筑物破坏数量

1970.09.30

Bytom

8×109

4.26

427

1981.07.12

Bytom

1×109

3.8

452

1982.06.04

Bytom

9×108

3.77

588

1984.02.18

Ligota-
 kochlowice

2×109

3.95

241

1992.05.05

Bojszowy

2×109

3.95

300

1994.12.09

Kochlowice

3×109

4.04

140

冲击矿压对地表建筑物的影响
冲击矿压的防治方法
冲击矿压的特点
直接将煤岩动力抛向巷道，引起强烈震动，产生强烈声响，造成岩体的破断和裂缝扩展 
突发性。无预兆，过程短暂，持续时间几秒到几十秒，难于准确预报发生时间、地点和强度
瞬时震动性。像爆炸强烈震动，重型设备被移动，人员被弹起摔倒，震动波及范围可达几公里甚至几十公里，地面有地震感觉
巨大破坏性。大量煤体突然抛出，堵塞巷道，破坏支架；造成惨重的人员伤亡和巨大的生产损失
复杂性。 各种条件和采煤方法均出现过   
冲击矿压的影响因素
开采深度 
煤岩的冲击倾向性
顶板岩层结构的影响
地质构造的影响
开采技术条件的影响   
冲击矿压的类型
压力（煤柱）型
冲击（顶板或构造）型
冲击压力（复合）型
压力（煤柱）型：煤柱在高应力作用下，聚集的能量突然释放，造成煤岩体的冲击破坏。
冲击（顶板或构造）型：由于煤层顶板厚岩层突然破断或滑移（或构造应力突然释放），造成巷道周围煤岩体的破坏冲击。
压力型（煤柱）冲击矿压：由于巷道周围煤体中的压力由亚稳态增加至极限值，其聚集的能量突然释放。
煤层冲击矿压现象
顶板构造冲击矿压现象
冲击型（顶板构造）冲击矿压：由于煤层顶底板厚岩层突然破断或位移引发的，它与震动脉冲地点有关。在某种程度上，构造型冲击矿压也可看作为冲击型。
 冲击破坏机理
强度理论：井巷和采场周围产生应力集中，当应力达到煤岩体的强度极限时，煤岩体就会突然发生破坏，形成冲击矿压
刚度理论：矿山结构(矿体)的刚度大于矿山负荷系统(围岩)的刚度是产生冲击矿压的必要条件
能量理论：矿体—围岩系统在其力学平衡状态破坏时所释放的能量大于所消耗的能量时就发生冲击矿压
冲击倾向性理论：煤岩介质产生冲击破坏的固有能力或属性，是冲击矿压发生的必要条件  
3、放顶煤采煤法
工艺
工艺特点：煤厚4米以上；简化巷道布置，掘进工程量少；提高采煤工效，降低吨煤成本和生产费用
4、 煤矿生产新技术一、煤矿安全高效开采地质保障技术
1、综合评价和预测研究
2、三维地震勘探技术
3、探测技术装备引进和研制
4、煤矿防治水工作

二、煤巷锚杆支护技术的发展趋势
1、巷道围岩的物理力学性质
2、巷道所处的应力环境
3、巷道支护强度

三、实现安全高效采煤的支撑条件
1、较好的地质、采矿条件
2、较丰富的经济可采储量
3、匹配的矿井通风、输送、提升、排水、供电、辅助运输等系统
4、足够的采煤工作面装备
5、与安全高效快速采煤相适应的回采巷道支护技术（含端头支护）等
附：国内目前先进采掘装备（见图及视频）
连续采煤机、掘锚一体机、薄煤层采煤机、端头超前液压支架、机载锚杆机、

5、  液压钻车机械化作业线施工工艺
在煤矿生产中，岩石巷道占据着举足轻重的位置，井底车场、水平运输大巷、采区上下山、各工作面车场等的施工，都要走在前面．一个正常生产的煤矿，每年的岩石巷道工程量至少都要在2000 米以上，因此岩石巷道的单进速度往往成为一个生产煤矿正常生产、衔接、发展的瓶颈。随着煤矿机械化程度的不断提高，岩石巷道的施工设备得到了极大改善，施工工艺得到了极大改进，传统的风钻打眼的炮掘方式己逐渐被以液压钻车打眼、侧卸装岩机排矸的机械化作业线施工方式所代替，该作业线大大提高了岩巷的掘进速度，减轻了职工劳动强度，保障了施工安全，提高了施工效率。 
一、设备参数及性能(略)
㈠、液压钻车的主要参数及性能
1、液压钻车的主要技术特征
2、液压钻车的主要结构特点
㈡、侧卸装岩机的主要参数及性能
1、侧卸装岩机的主要技术特征

二、液压钻车机械化作业线施工工艺
以液压钻车为主的机械化作业线，大致有以下几种设备配套方式：液压钻车打眼、侧卸装岩机配合耙斗装岩机排矸；液压钻车打眼、耙斗装岩机排矸；液压钻车打眼、侧卸装岩机排矸等。
㈠、液压钻车打眼、侧卸装岩机配合耙斗装岩机装岩的机械化作业线施工工艺
岩石巷道施工液压钻车打眼、侧卸装岩机配合耙斗装岩机装岩的机械化作业线施工工艺是在液压钻车打眼、侧卸装岩机排矸的机械化作业线方式上发展过来的，主要是因为侧卸装岩机配合液压钻车配套的高档机械化作业线必须坚持正规循环，但在实际生产中，后勤问题十分突出，掘进工作面普遍难于实现定时、足量的矿车供应，再加上设备管理不善，机电故障时有发生，正规循环常被打乱，延误工时，影响进尺。下面我们以邢台矿业集团东庞矿三水平轨道巷施工为例重点讲述液压钻车打眼、侧卸装岩机配合耙斗装岩机排歼的设备配套方式及施工工艺。
1、应用地点概况
三水平轨道巷开口于东庞矿二水平北翼采区，于东庞矿东风井贯通。轨道巷全长1190米，以3‰上山坡度前进。轨道巷部分地段穿过2#煤，大部分位于2#煤顶板，围岩大多是细砂岩、粉砂岩等，岩石硬度系数f=4--6。预计巷道要揭露大小断层3个，最大断层落差10米。
三水平轨道巷设计断面面积14.7米2，掘进断面面积16.0米2，设计断面如下图所示。 
正常情况下巷道的支护方式为锚喷支护，拱部自巷中向两侧各45°采用φ22×2400mm大螺距等强螺纹钢锚杆，配S2360、Z2360树脂锚固剂各一卷全长锚固，锚固力不低于13t，间排距800×800mm；45°以下及两帮使用φ16×1800mm A3圆钢锚杆，锚杆间排距为800×800mm，采用一卷S2850 树脂药卷锚固，锚固力不低于5t，最下一排锚杆距巷道底板高度不超过700mm，钻具直径φ32mm。巷道顶板铺菱形金属网挂H钢带梁，两帮铺菱形网。喷砼厚120mm，砼标号不低于150#。巷道过断层、煤层及顶板破碎带时，为加强支护，对断层、煤层及顶板破碎带范围内加打点锚索，锚索孔深8m，一卷S2360 、三卷Z2360 树脂药卷锚固，预应力l3t，锚索间排距为2000×2000mm，锚索要喷浆封闭。
2、液压钻车机械化作业线形式
东庞煤矿在岩石平巷的掘进中，机械化作业线的设备配套形式为液压钻车打眼，侧卸装岩机配合耙斗装岩机装岩，蓄电池机车平巷运输，潮式喷浆作业。其设备布置如下图所示。
⑴、钻眼
采用一台CTH10-2F液压钻车打迎头炮眼及锚杆眼，施工时，液压钻车经耙斗装岩机旁边的车道进入工作面实现打眼作业。当矿车供应不足时可使用侧卸装岩机先将矸石倒至耙斗装岩机绳道位置，清开迎头，为液压钻车打眼创造条件。
⑵、装药、放炮
使用液压钻车机械化作业线施工的巷道断面一般都较大，液压钻车打完眼后进行装药作业时，因为巷道较高，人工装药比较困难，为此，我们可以使用液压钻车的两个钻臂搭设工作平台来进行巷道上部的装药工作。 
利用液压钻车钻臂搭设工作台时，要先将钻臂调平，在两钻臂上放3块厚70mm 以上宽200mm的完好优质松木架板，架板要密排不得留空隙，架板和钻臂搭接长度不小于300mm，切断钻车电源，由液压钻车司机看守开关，其他人员方可上工作台作业。在工作台装巷道上部炮时，雷管脚线要扭结在一起并悬空，严禁同钻臂接触；在工作台工作完毕后，等全部人员都从工作台上下来，并经班长检查无误后方可给液压钻车送电开动液压钻车。
装药工作完成后，退出液压钻车和侧卸装岩机进行放炮作业。液压钻车、侧卸装岩机停放在距迎头至少20米以外的安全地点，侧卸装岩机要放在液压钻车前面，举起铲头，并切断电源。 
⑶、装岩
采用一台ZC-6型侧卸装岩机配合一台DYP-30型耙斗装岩机进行装岩作业。侧卸装岩机经车道进入迎头倒矸，耙斗装岩机在后部装岩。使用该设备配套方式，侧卸装岩机能够连续地倒矸，而且只需要将迎头矸石倒到耙斗装岩机定向装载区间内，缩短了侧卸装岩机的行程，使得尽快地把迎头矸石倒出来，液压钻车能够及早地开到迎头打下一循环炮眼。而在迎头液压钻车打眼时，侧卸装岩机配合耙斗装岩机还可以继续进行液压钻车后侧的装岩作业，实现打眼与装岩平行作业。 
⑷、运输
矸石车由蓄电池机车运至-480 北翼运输大巷，然后由架线式电机车拉到副井底升井。施工用料采用1.5t固定矿车由架线机车运至三水平轨道巷开口位置，由蓄电池机车运至工作面。
⑸、支护
在正常地质条件下，采用锚喷支护，锚杆为φ22×2400mm大螺距等强螺纹钢锚杆和φ16×1800mm A3圆钢锚杆两种，采用树脂药卷锚固，锚杆间排距为800×800mm。锚杆眼可根据井下客观情况使用液压钻车打眼，也可使用锚杆钻机打眼。喷浆使用一台JP-Ⅱ型搅拌机拌料，PZ-5B型潮喷机进行喷射作业，喷浆厚度为120mm，喷射混凝土标号不低于150#。在特殊地质条件下，可加打点锚索或顺巷槽钢锚索加强支护，或者使用金属桁架与锚喷网联合支护。
⑹、其它方面
采用压入式通风方式。激光指向仪定向并控制巷道坡度，瓦斯监测设备监测巷道瓦斯含量。
主要设备配备如下表所示。
4、爆破技术
为了保证巷道施工质量，降低材料消耗，同时降低爆破对围岩的冲击力，巷道施工采用光面爆破技术，爆破方式为直眼掏槽，单段空气柱装药结构，反向装药，全断面一次起爆。
爆破图表如下所示。
5、施工组织
㈠、循环作业方式
采用“四六”作业制，“三掘锚一喷浆”，掘进班进尺1.3 —1.5米，正常情况下，日进尺3.9—4.5米。遇见断层、煤层等顶板破碎情况，可采用缩小空顶距形式，一个班一个正常循环，循环进尺0.8—1.0米，日进尺3.2—4.0米。
在每一个正规循环中，努力实现平行作业，即利用侧卸装岩机倒矸，使得液压钻车尽早开到迎头，实现打眼与装岩平行作业；打水沟可穿插在打迎头炮眼及装岩作业时进行。同时，喷浆班也可利用喷浆及清理时间打水沟或装岩。 
正规循环图表如下表所示。
⑵、人员配备情况：
从人员安排上，要实现一职多能：如液压钻车司机还要负责驾驶侧卸装岩机及两机的维护与保养，而且是维护、保养小组成员；耙斗装岩机司机也是锚杆钻机司机、绞车司机等。每班设安全班长，安全班长由有经验的老工人担任，负责本班的安全工作和质量验收工作，在工作中，要积极做好敲帮问顶工作，检查规程、措施的落实情况。生产班长负责进尺、工程量及文明生产验收等工作。
人员配备如下页表所示。
㈡、其它方式的机械化作业线施工工艺
1、液压钻车打眼、耙斗装岩机排矸方式
该方式是传统的气腿凿岩机打眼、耙斗装岩机排矸方式的进化。使用该作业方式，可实现较高的生产率，特别是P120B 大型耙斗装岩机的使用，为生产率的提高打下了可靠的基础。同时，耙斗装岩机的可靠性之高，故障率之少，售价之低，也使该作业方式还具有了较高的可靠性和较强的价格竞争力。但该作业方式的不足也显而易见，液压钻车要通过耙斗装岩机绳道才能进入工作面打眼，因此耙斗装岩机必须清开迎头后，清理出一条较为平整的绳道，还要人工清理完耙斗装岩机旁的浮矸，液压钻车方可进入工作面，人工劳动强度较高。同时，后路空车皮供应不及时，绳道清不出时，只能使用备用的气腿凿岩机打眼，容易影响正规循环，增大工人劳动强度。 
2、液压钻车打眼、侧卸装岩机排矸方式
侧卸装岩机是较新型的装载机种，它从一产生就与机械化快速施工联系在一起，它机动灵活，全断面装岩，不留死角，同时可以向一列矿车装载。该作业方式，机械化程度较高，大大降低了职工的劳动强度，缩短了劳动时间，提高了劳动生产率，同时又提供了较好的作业环境，实现了文明施工。操作司机在永久支护巷道施工，也保证了施工的安全。但该作业线机械化程度高，必须采取科学的管理，操作司机必须要有较高的操作技能和维修保养技术，各种配件供应必须齐全，侧卸装岩机行走距离较长，后路矿车供应还必须及时，否则必定影响正规循环，减少进尺。 
㈢、岩石斜巷施工中的机械化作业线施工工艺
使用以液压钻车为首的机械化作业线在矿井的水平巷道施工中较为常见，但在岩石斜巷施工中使用液压钻车机械化作业线在国内还很少有。为了提高岩石斜巷的掘进速度，邢台矿业集团东庞矿在1995年对液压钻车机械化作业线在15°以下岩石斜巷施工中的应用进行了大胆尝试，积累了一些经验，总结了一些特殊的施工工艺。
东庞矿施工的两条岩石斜巷一条是15°上山，一条是12°下山，地质条件较为复杂，为了保证机械化作业线的进行，他们制定了相应的设备配套方式的施工工艺。 
1、设备配套方式
⑴、下山掘进的机械化作业线设备配套形式基本沿用岩石平巷液压钻车机械化作业线设备配套形式，运输方式为小绞车斜巷运输，并增加了一些辅助的安全设施。
⑵、考虑到侧卸装岩机没有断电自锁装置，上山装岩容易倾斜及下滑，停放时受冲击力也容易下滑等特点，在15°上山掘进中舍弃了侧卸装岩机，其设备配套形式为液压钻车打眼，耙斗装岩机装岩，小绞车运输，潮式喷浆作业的方式。
2、施工工艺
⑴、钻眼
采用一台CTH10-2F液压钻车打迎头炮眼及锚杆眼。
在下山施工时，液压钻车经耙斗装岩机旁边的车道进入工作面实现打眼作业。
在上山施工时，液压钻车要由耙斗装岩机装岩绳道进入工作面实现打眼作业。
⑵、装岩
下山施工采用一台ZC-2型侧卸装岩机配合一台DYP-30型耙斗装岩机进行装岩作业。侧卸装岩机经车道进入迎头倒矸，耙斗装岩机在后部装岩。
15°上山施工采用人工配合耙斗装岩机进行装岩作业。
⑶、运输
斜巷采用一台JD-40型调度绞车提升，每次提升2 个1.5t固定矿车进行排矸。坡头矸石重车由蓄电池机车运至上部车场，然后由架线式电机车拉到副井底升井。施工用料采用1.5t固定矿车由架线机车运至上部车场，由绞车运至工作面。
⑷、支护与其它方面和岩石平巷基本相同。
3、爆破技术
为了保证巷道施工质量，降低材料消耗，同时降低爆破对围岩的冲击力，巷道施工采用光面爆破技术。
⑴、12°下山光爆技术
在12°下山巷道施工中，采用的爆破方式为直眼掏槽，单段空气柱装药结构，反向装药，全断面一次起爆形式。
⑵、15°上山光爆技术
上山施工时，为了减少放炮时对液压钻车的冲击力，采用了分次定向爆破技术，即第一次先爆破液压钻车另一侧巷道断面，从而为第二次起爆产生第二个自由面，使第二次放炮时对液压钻车的正面冲击力大为减小，有效地防止了液压钻车因放炮冲击造成的下滑现象。
4、设备改进及特殊工艺
⑴、液压钻车运行系统的改造
施工12°下山巷道时，液压钻车进入迎头打完眼后，因其后退能力较小，难以退回原停放位置，可使用一台慢速绞车做为牵引动力，配合液压钻车退车。绞车的固定位置在距迎头不超过60 米的液压钻车车道一侧。
15°上山施工时，因为局部巷道不符合设计要求，造成液压钻车难以自行进入工作面，可以利用提升用的调度绞车做辅助牵引，配合液压钻车前进。
⑵、改进耙斗装岩机的固定方式
按照掘进操作规程规定，斜巷固定耙斗装岩机必须上好支撑腿、卡子和斜撑点柱，导向滑轮采用斜撑点柱固定。这样的固定方式必然造成职工活动空间的减小和液压钻车、侧卸装岩机的运行不便。因此，我们可以在巷道底板轨道中心打8根地锚，用其中4 根地锚固定耙斗装岩机底盘，另4 根固定导向滑轮，从而取消斜撑点柱；在耙斗装岩机尾部巷顶安装2 根锚杆，通过钢丝绳拉住耙斗装岩机尾部，起到了固定耙斗装岩机的作用，从而取消支撑腿。 
⑶、液压钻车及侧卸装岩机在斜巷的停放
液压钻车和侧卸装岩机在斜巷停放时，应放在耙斗装岩机另一侧，耙斗装岩机后方。液压钻车和侧卸装岩机停放后必须停电。停放液压钻车及侧卸装岩机时，为了防止液压钻车及侧卸装岩机下滑，在巷道内液压钻车侧巷帮上安设全长锚固锚杆，通过钢丝绳套拉住液压钻车和侧卸装岩机。
⑷、在下山施工中，由于液压钻车打眼时的用水量较大，迎头容易积水，因此下山施工必须采取排水措施。 
三、液压钻车、侧卸装岩机使用注意事项和故障处理
㈠、液压钻车使用注意事项和故障处理
1、液压钻车工作中的注意事项：
⑴、钻车进入凿岩工作时，首先应放下支腿，将机身前部稍抬起与地面支撑牢固，使机器处于稳定状态，方可凿岩。因地面不平整或有凹坑而使钻车支撑不稳定时，需用石块垫地支稳。
⑵、钻车工作中必须根据凿岩情况，选择适当的推进速度，一般情况下，可调至2.5—5米/分。
⑶、调整钻臂、推进器各油缸，对准凿岩眼位，必须先旋转后冲击。
⑷、在凿岩中注意，油雾器滴油是否正常，一般情况下可调整到6—10滴/分，太大或太小可旋动调节螺丝进行调节。
⑸、凿岩时，注意水压力是否正常，一旦发现堵眼，应立即停止工作通钎。
⑹、凿岩时若发现从冷却器中流出的冷却水烫手(＞50℃)，则应加大冷却水流量。
⑺、凿岩中检查钢丝绳松紧是否恰当，钢丝绳的松紧可用缓冲装置的松紧调节器调整，调整范围是使凿岩机托架后部与推进器尾部的距离为330m—350mm，而绝不能低于330mm。 
⑻、观察附加油箱上压力表数值，超过规定值时应更换滤芯。
⑼、观察冲击回路中的精滤油器发讯装置推杆，当突出其平面，说明滤油器被堵，应更换滤芯。
⑽、观察液压回路中有无漏油，各液压元件有无异常，发现问题应立即停机检查。
2、液压钻车的保养与维修
⑴、钻臂、推进器上各运动部分均需定期润滑：
软管卷筒、推进器导轨表面需要每天润滑；
每50小时润滑的部位有：推进器定向油缸的转轴、俯仰油缸两端铰接的转轴、钻臂与推进器摆动架铰接的转轴、钻臂前轴承、钻臂蜗轮减速箱、钻臂升降油缸、摆臂缸转轴。
⑵、车架、履带、减速箱、支腿部件的定期检查及润滑：
每班需给油雾器加满油；
每10小时对机器进行一次总检查，看其是否漏油、损坏及有无零部件失落，察看附加油箱油位；
应定期用高压水冲洗履带张紧弹簧和导向轮，避免履带损坏，并经常检查履带张紧程度；
每周对导向轮、支重轮和导向轮、链轮转动轴部分及支腿转动部分加油润滑；
每100小时对空压机检查油位，及时加注机油；
每工作300小时，将减速箱内油抽干，并重新注满油；
每1000小时，将行走制动器内油抽干，并重新注满油；
每1000 小时，将冷却器拆出并进行清洗。
⑶、液压凿岩机、液压马达、液压泵和各种阀件均不允许在并下拆修，若有故障，应整台更换。
⑷、对各液压回路的压力应经常进行检查，未达到额定压力的可将调压阀调至额定工作压力。
3、液压钻车可能出现的故障及其排除方法
⑴、钻车照明灯亮，但电机开不动，可能是油温继电器或油位继电器断电，从附加油箱观察孔看进去，若看不到油面，则是油面太低，需立即通过手摇泵加油；有时看上去油面尚看得见，但在行走中，因路面不平，钻车倾斜时可能造成油位继电器断电，所以仍需加油。若油面符合要求，而油温太高则需采取冷却措施。 
⑵、钻车起动后，但系统中没有压力和流量，各运动部分不会动作，则可能是油箱中的油夹有气，请打开车架平面上的放气螺塞或四联泵、二联泵的放气螺塞，听到有吱吱的放气声，待油快溢出时即可旋好放气螺塞。
⑶、若推进器的推进装置只能退回不能推进，则可能是将调速阀关闭了，请将调速阀调到需要的推进速度的位置，即可进行推进。
⑷、推进装置的钢丝绳在退钎时有可能脱槽，请停机将凿岩机拆除检查，若是钢丝绳在绳卡处脱开，请用绳卡将钢丝绳装入凿岩机托架上，并安装调整好。若是在动滑轮处脱槽请按规定安装调整好。
⑸、支臂油缸、支腿油缸均安装有双向液压锁，若大臂阀突然下落或支腿支不住，请调换成组的双向液压锁，有可能是双向液压锁阀芯断裂。
⑹、当凿岩机在凿岩过程中，补偿油缸有后退现象，其顶尖顶不住岩石，请将管路中的液控单向阀成组换一只，有可能是单向阀中的钢球磨损变形或节流口被脏物所堵。
⑺、堵钎频繁，可能是水压或流量不够，请加大水的压力和流量。
⑻、断钎较多，是因为在凿岩过程中眼位不正，或各油缸不稳定或补偿油缸未顶住岩石等，请适当调整眼位，并检查各油缸有否泄漏，或系统中单向阀、双向阀有否泄漏。
⑼、履带过松，链轮会使履带跳动，会产生较大冲击声，此时应将履带调整到所要求的松紧程度。
⑽、履带损坏需要拆卸更新时，可把履带转动到主销到达前方的一个适当位置，将主销内两个锥塞敲出，进行更换。
㈡、侧卸装岩机使用注意事项、保养维护和故障处理
1、侧卸装岩机工作中的注意事项：
⑴、侧卸装岩机司机开机前要检查各部件有无松动、损坏；电缆有无破损；油箱的液面是否符合要求；照明是否良好；发现问题及时处理，否则不准开机。
⑵、接通电源，操作油泵运转，进行试车，油泵的压力不准无故随便调整。
⑶、装岩时应先将装岩机运行范围的巷道清理干净，不准跨越大于200mm的障碍物。 
⑷、装岩时，必须有专人监护电缆，人员要位于侧卸装岩机5m以外，带上口哨，发现问题立即发出停机信号。
⑸、正确操作机器行走，熟练掌握装岩、卸载，作到三准确、四注意、五严禁、六不装。
   三准确：铲头落地要准、退车卸载要准(必须尽量降低高度)、铲头转头油缸的动作要准。
   四注意：注意周围人员、注意不碰撞支架、注意机器不压电缆、注意未爆火药雷管。
   五严禁：严禁在不停机并不垫枕的情况下在铲头下面维修机器；严禁在无矿车时，用侧卸装岩机频繁倒岩；严禁用铲头挖水沟；严禁将铲头侧立后从事推铲作业；严禁用铲头冲撞未爆破的大块矸石。
   六不装：大于400mm的矸石不装、机器带病不装、卸载距离大于15m不装、照明无效不装、无人监护电缆不装、顶帮及支护不安全未处理不装。
⑹、允许用侧卸装岩机辅助完成其它工序的施工作业，发挥一机多能的功效。
⑺、装岩完毕后，退出距工作面20m以外，要将铲头升起掩护好照明灯，切断电源，将主令开关操作杆打到停止位置，并用保险锁住，盘好电缆，保护好下部支承油缸，放炮后应将铲头落地。
⑻、要及时检查机器各部件，清除机器上的杂物，加注润滑油和液压油。
2、侧卸装岩机的保养与维修
⑴、履带的正确维护
在施工中要经常检查和调整履带的松紧度，履带在托链轮与引导轮之间的下垂量约为15--25mm为宜。
履带主销与链轨节孔之间在现场装配时要确保链节密封圈等的正确安装，装好履带后在主销中加注润滑油。
及时铺轨减少卸载距离，严格控制装载一列矿车的数量，及时排尽工作面积水，每班作业后用水冲洗或用大锤震落履带中的块状堆积物，拧紧履带板固定螺栓，以延长履带使用寿命。 
⑵、电气系统的维护
使用符合规定的电缆，最好将电缆悬挂，尽量不使电缆的移动部分在巷道底板上往返拖拉。
检查防爆箱、电机接线盒上的螺栓、防爆箱内的连接件和电缆出口有否松动。
检查防爆箱内是否进水，擦净电缆外皮上的油污。
下井前各防爆面和全部防爆按钮盒内皆应涂凡士林油。
⑶、液压装置的维护：
及时调整系统的工作压力，加注液压油。
油缸活塞杆的踱铬部分、多路换向阀和油泵表面应经常擦拭，保持干净。
不到万不得已，不要在井下拆卸多路阀和更换油缸密封件。拆开油管油缸各处接头，都要立即用干净塞子塞牢。 
⑷、行走减速箱的维护：
为保证减速箱内各零部件充分润滑，油面高度以大齿轮浸入油池深度达半径1/3—1/2为佳，每运转半年换油一次。
⑸、制动机构的维护：
在开机前，一是要检查闸带制动系统是否灵活复位，二是要经常检查一下闸带的制动间隙是否符合要求，如果不符合要求，则要通过螺纹进行调节。
3、侧卸装岩机可能出现的故障及其排除方法
⑴、油泵电机不能起动
原因：
①、油泵电机接触线圈KM不能自保，辅助触头挂钩脱落。          
②、热继电器F1常闭接点013--014不通，或跳开后没有复位。      
③、KM线圈不通。
处理方法：
①、检查KM 接触器，重新将辅助触头挂好复位。
②、检修F1 接点。
③、更换线包。 
⑵、侧卸装岩机不前进也不后退
原因：①、油泵电机接触器KM常开辅助触头206--205不闭合。②、脚踏行程开关SAR、SAL全部顶开，没有复位。③、主令开关SBF、SBB的003号线脱落。④、热继电器常闭接点没有复位。⑤、导线保护开关FA3跳闸。
处理方法：
①、检修油泵接触器KM 开接点206--205。
②、清理脚闸系统，使其顶杆能自动复位，检修脚踏开关的按钮，在按钮杆和防爆面上，涂上少量润滑油将003号线拧紧。
③、检查控制线路有无破损、短路。
⑶、侧卸装岩机只前进不后退
原因：
①、真空接触器KMF1、KMF2的常闭辅助触头均不通。
②、主令开关损坏，003--020线不通或脱落。
③、中间继电器KAB 、KAB2前部接线020--021和020--023不通。
处理方法：
①、检修KMF1、KMF2常闭触头，即主要检查前进接触器的辅助触头。
②、检修主令开关和003--020号的接线。
③、检修中间继电器有关接线和常开、常闭触头。
⑷、侧卸装岩机只后退不前进
原因：
①、真空接触器KMB1、KMB2常闭触头均不导通．
②、主令开关损坏，003--015不通。
③、中间继电器KAF1、KAF2前部接线015--016和015--018不通。
处理方法：
①、检修KMB1、KMB2常闭接头，即主要检查后退接触器的辅助触头。
②、检查主令开关和003--015接线。
③、检修中间继电器有关接线和常开常闭触头。 
⑸、机器行走时自动转向(两台电机有一台不工作)
原因：
①、脚踏开关SR、SAL中有一只不能复位。
②、转向一侧的真空接触器不工作，同一侧另一台真空接触器中的常闭触头不导通。
③、一侧的中间继电器出现故障。
处理方法：
①、清理脚踏开关，检修行程开关，开关中的按钮杆和各活动部分涂上润滑油脂。
②、检修有关真空接触器的常闭辅助触头，必要时更换触头。
③、检修中间继电器，检修时，注意拧紧连接螺栓，各活动部位涂少量的润滑脂。 
⑹、行走电机不工作
原因：
①、供电质量差，工作时电网进口处的电压过低，电机无力、堵转。
②、更换电机时，接线错误，电机烧毁。
③、阻容保护元件损坏或焊点脱落。
④、司机操作不当，频繁起动，长期堵转，运行电机严重过载烧毁。
⑤、电机单相运转，供电缺相或接触器缺相。
⑥、行走电机接线柱下部的引线脱焊。
处理方法：
①、工作时，电机的工作电压额定值为380V时不能低于350V，单机作业时的供电变压器容量不小于150KV，电源供电电缆线径应足够大。
②、380V时，电机采用“△”接法，660V时电机采用“Y”接法。
③、检查电机的阻容保护，电阻、电容有无损坏、击穿，线头有无脱焊。
④、非司机不得操作，避免电机频繁起动和堵转。
⑤、检查电源是否缺相，接触器的真空管是否损坏，测量真空接触器三相的开距是否相同。
⑥、拧紧各连接螺栓，将接线柱下部的引线重新焊好、焊牢。  
⑺、真空接触器不动作
原因：
①、无127V控制电压。
②、吸合线圈不通或烧毁。
③、辅助接点中的CK触头不通。
④、整流部分元件损坏。
处理方法：
①、检修127V 供电线路．
②、检查线圈进出端是否脱落并拧紧。
③、检修辅助触头CK或更换辅助触头的元件。
④、检查辅助线路板是否有电压输出后更换辅助线路板。 
⑻、真空接触器吸合不上、抖动
原因：
①、控制回路电压过低。②、最上边的一组常闭触头中的CK接触不良。③、接触器活动部位被卡死，有螺丝等异物落入衔铁中。④、连接线圈的线头接触不良。⑤、辅助线路板上的电阻烧毁。⑥、压板下面的大弹簧移位卡死。
处理方法：
①、检查127V回路，电压不得低于95V。
②、检修常闭辅助触头CK。
③、清除异物，活动部位涂上少量润滑脂。
④、拧紧连接线圈线头的螺丝，并涂少量润滑脂。
⑤、检修、更换辅助线路板。
⑥、重新调整大弹簧的位置，使其复位。 
⑼、真空管损坏（严重故障）
原因：
①、触头烧毁，接触电阻显著增大。
②、真空管漏气。
③、动触头导向杆憋劲卡死。
④、管端导向套脱落。
处理方法：
①、更换真空管，重新调整开距，拧紧螺母。
②、同上。
③、调整已卡死的动触头，加少量润滑脂，重新调整三相同步。
④、重新上好导向套。
（1）传统的上山掘进巷道施工方法：利用YT-23凿岩机进行钻眼爆破，爆破后的矸石经耙装机耙入矿车内由绞车进行运矸.
（2）用传统的耙装机后跟绞车进行出矸施工，需要在3度上山下部平车场安装两部75KW绞车，采取倒拉牛的方式配合1T矿车运输，一次最多拉3个重车，这种提升方式有两大缺点1、 提升能力比较低，并且随着提升距离的增加会显现更加明显，无法满足快速掘进的要求；2、斜巷串车提升安全系数低。利用传统的绞车出矸模式月进尺最多为80米左右。如何解决出矸速度慢的难题，提高岩巷掘进单进水平，圆满完成矿下达的生产任务，这一问题迫切需要解决。
现状调查

岩巷快速掘进排矸系统
          针对传统的利用绞车出矸模式速度慢、制约着掘进速度的缺点，掘进一队技术小组在矿领导的大力支持下，通过积极钻研、大胆探索对原有的运输系统进行改造，具体活动目标如下：
1、在下口平巷内施工一个矸石仓，用来储存至少一个生产班的矸 石量。
2、在下口安装一台P90B型耙装机，用来耙装矸石仓内的矸石。
3、在斜巷内安装一部SJ-80皮带，用来运输迎头的矸石进入矸石仓。   
4、安装一部JWB-3.2/0.86无极绳绞车，用来运输物料及配合矿车出矸。
5、加工一台转载车，迎头矸石由耙装机通过转载车进入皮带。
6、安装一部JH-14回柱机进行上口耙装机及皮带机尾的前移。
确定目标

因果分析图

从上面的因果分析图中分析得出，10个原因是影响因素。我们对原因逐条进行确认，找出影响操作效果的主要影响因素。
这十大因素分别为：
1、设备参数不合理
2、光爆效果差
3、新上岗人员增加
4、操作制度管理不到位
5、新设备操作不熟练
6、皮带跑偏
7、设备故障
8、技术水平低
9、迎头产生大块矸石
10、转载车流量不畅
原因分析

序
号	因素　名称	确定方法	确认情况	是否
要因	参加人员
1	技术水平低	调查分析	通过对皮带司机、电瓶车司机、耙装机司机、无极绳绞车司机现场考核，经过检查确认技术水平低是要因	是	李民海
刘田田

2	新上岗人员
增加	现场调查	系统主要流程除皮带和无极绳绞车是新上岗使用外，其它都是熟悉设备故不是要因	否	甄宗敬
李庆华
3	操作制度管
理不到位	调查分析	通过对现场抽查、考核，发现非要因	否	李民海
李庆华
4	设备参数不
合理	现场调查	通过查看设备检修记录和现场各岗位操作去过程监督、控制，确定非要因	否	刘田田
甄宗敬
5	光爆效果差	现场调查	通过对现场爆破效果的过程控制，发现变化辐度较大，爆破效果不好，是要因	是	刘田田
李庆华
6	新设备掌握
不熟练	调查分析	通过对现场新设备岗位司机调查了解和现场考核，确定非要因	否	李民海
张玉宽
7	皮带运转
不正常	现场调查	通过对现场皮带拉矸石是的过程分析和现场处理问题记录，确定是要因	是	甄宗敬
刘田田
8	设备故障	调查分析	通过对设备检查记录和事故率分析报告，确定非要因	否	刘田田
李庆华
要因确认

要因确认

9	转载车、皮带流量不畅	现场调查	通过对岗位生产情况，出矸数据调查分析，发现是要因
	是	李民海
甄宗敬
10	迎头产生大块矸石	调查分析	通过对岗位生产情况，确定是要因	是	刘田田
李庆华
由上表我们分析可以确定主要原因是：
1.皮带司机、无极绳绞车司机等操作工技术水平低
2.光爆效果差
3.皮带运转不正常
4.转载车、皮带流量不畅
5.迎头产生大块矸石
制定
         为确保对新-650水平东皮带大巷斜巷段运输系统的顺利改造成功，我们组织了各专业技术力量，跨区队调用了安装工及机电工多名，从矸石仓施工到皮带的安装，无极绳绞车的安装，转载车的改造等做了大量的工作，顺利的完成了新运输系统的安装。新的运输系统运转正常，取得了良好的出矸效果。
制定对策

现场实施
      经过现场调试，新的运输系统运转正常，出矸速度效果明显，但也有些小问题需要解决：
第一、增加了设备，加大了设备的维护量，增加了一定的劳动强度。
第二、皮带机尾的落矸点，与转载车的高度要严格控制，控制不当，很容易造成出矸不畅的现象。
第三、矸石块度大时，容易造成皮带跑偏。
第四、矸石仓内出矸时，人员严禁靠近矸石仓，以免在出矸的过程中钢丝绳和弹出的矸石伤人。
     
现场实施

运输系统平面示意图 
运输系统剖面示意图
现场使用效果
     经过安装调试，新的出矸系统运转可靠，现场使用效果良好：
第一、利用皮带、矸石仓出矸，大大提高了出矸的效率。就以下口距迎头400米为例：耙迎头时间和原来一样，现在出矸3分钟/车左右，用绞车出矸13分钟/车左右（松拉绞车10分钟/次），随着距离的增加，生产效率将明显提高 。
第二、新运输系统改变了传统的使用绞车出矸模式，克服了使用绞车出矸系统速度慢，出矸系统不连续造成矸石大量堆积迎头的缺点，同时减少了斜巷运输事故的发生率 。
第三、此系统安全可靠，操作简便，适宜在小坡度上山掘进中推广应用。 
第四、通过本次活动提高了工人的技术素质，同时增强了全员的质量管理意识。

现场使用效果

为确保安全生产，我们采取了如下巩固措施：
1、完善了皮带五大保护，底皮带增设了立辊防止皮带跑偏。
2、采用钢筋网加工成防护罩对机尾滚筒和机头进行防护。
3、机尾防护罩板采用活动式，操作便捷，收放灵活。
4、增设了矸石仓防钢丝绳出仓的保护设施和电缆防护罩。
5、提高光面爆破效果，减少超挖量，按照爆破图表要求打眼装          药，降低大块的产生率。
6、加强对皮带维护工的技能培训，确保皮带的维护质量。
7、将本次活动作书面总结，为今后技术小组活动提供参考
8、每季度开展一次技术培训工作，巩固职工技术水平。
9、坚持改革创新活动，增强职工小改小革意识

巩固措施

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