掘进参数范文（精选6篇）
掘进参数 第1篇
1 结构组成和工作原理
行走机构主要包括驱动装置、履带架、涨紧装置、支重轮、履带链等。工作原理是液压马达的高速旋转通过减速机得到低转速大扭矩, 驱动轮固定在减速器上, 与履带的不断啮合对履带相应地产生一附加涨紧力, 从而引起地面相应的给履带一个向前的反作用力, 当该反作用力足以克服行走阻力的时候, 就实现了掘进机的前进、后退和转弯等运动。
2 受力分析
2.1履带接地比压
2.1.1公称接地比压。履带单位接地面积所承受的垂直载荷, 称为履带接地比压, 即掘进机处于非工作状态下的接地比压, 则:P=G/2b L, 式中:G:机器总重量;b:履带板宽度;L:履带接地区段长度。
2.1.2最大接地比压。公称接地比压实际上并不能代表掘进机的实际接地比压, 因为掘进机在布置和工作过程中重心在底板的投影不会恰好与履带接地区段的几何中心相重合, 因此最大接地比压才能反映出掘进机的实际行驶通过性和工作的稳定性。假设履带形式装置两条履带接地区段的几何中心为O点, 通过该点引出相互垂直的纵向与横向中心线x和y, 形成一个直角坐标系, 如图1所示。在一般情况下, 重心的投影总是落在该直角坐标系的某个象限内。由于横向偏心矩c的影响, 掘进机的重量与垂直外载荷所构成的合力, 对两条履带的作用是不平均的。假设履带Ⅰ所承受的重力为, 履带Ⅱ所承受的重力为, 根据图1可以列出:
由此可得出两条履带所承受的不同载荷为:
式中:B-履带轨距宽度;C-横向偏心矩;E-纵向偏心矩。履带的平均接地比压分别为:P1=G1/b L, P2=G2/b L, 代入得:
当掘进机的重心在履带装置几何中心前后变化时, 履带的最大和最小接地比压分别为:
式中:W-抗弯截面系数, W=Iy/Xmax, Iy=b L3/12;Iy-对y轴的惯性矩, Xmax=L/2。代入得:
同理可得:
当掘进机中心在履带装置几何中心在e=0~L/6范围变化时, 其接地比压为梯形, 如图2所示。所以当e=L/6时可得履带在此接地区段的最大和最小接地比压为Pmax=2P, Pmin=0。
所以当掘进机的纵向偏心矩e>L/6时, 则履带接地区段只有部分接地段承受压力, 最大接地比压必然大幅增加。因此, 在设计阶段掘进机的重心应布置在履带接地区段几何中心前方L/6范围内, 保证两条履带接地区段沿全部长度均不同程度地承受载荷。
3 行走阻力
履带式行走机构的行走阻力包括内部阻力和外部阻力。内部阻力为履带板与销轴之间的摩擦力、驱动轮和履带啮合时产生的摩擦力、涨紧轮和支重轮与各自的轴承和密封之间产生的摩擦力等。履带的外部阻力为底板煤岩在履带行走过程中受到挤压而产生的变形阻力, 这也是掘进机行走阻力的主要部分。
单边履带的行走阻力:Fr= (f1+f2) G。式中:f1-内部摩擦阻力系数;Fr-外部摩擦阻力系数, f1+f2=0.1;G-掘进机重量。
4 转向阻力
掘进机在转弯时的转向阻力要远大于其行走阻力, 一般在转向时可以对一边的履带制动, 另一边的履带驱动来实现转弯;也可以是两边的履带同时驱动, 但方向相反实现快速转弯。转向阻力:
式中:Mr-转向阻力矩;B-履带中心距;L-履带接地长度;f3-转向阻力系数;e-纵向偏心矩。
5 牵引力
掘进机在行驶过程中, 依靠驱动轮卷绕履带时地面对履带接地段产生的反作用力推动车辆前进, 该反作用力称为掘进机的牵引力, F=Fr+F1, 在发生打滑现象之前的极限状态下所产生的最大牵引力Fmax为附着力。单边履带机构的牵引力必须大于或等于各阻力之和, 但应小于或等于单边履带与地面之间的附着力的要求, 即2F<2F驱<Fmax。
Fmax=Gψ单侧马达提供的驱动力:F驱=2M/dr
式中:ψ-附着系数;dr-驱动轮节圆直径;M-液压马达提供的驱动力矩。
结语
本文对履带行走机构的受力进行了分析, 有助于相关结构和参数的确定, 更加合理有效地对行走机构进行设计和改进提供参考, 对其性能和可靠性的改善和提高具有一定的意义。
摘要：本文简要介绍了履带式行走机构的结构组成和工作原理, 并对影响行走装置的一些相关因素进行了分析, 找出其合理的布置方式, 为以后行走机构的设计提供一定的理论基础。
关键词：掘进机,接地比压,行走阻力,牵引力
参考文献
掘进巷道支护参数设计优化研究 第2篇
1 工程地质概况
-720 m辅助水平轨道大巷布置在31煤下方, 巷道距煤层底板27~35 m, 主要在二叠系山西组地层中掘进, 围岩岩性为细砂岩及砂质泥岩。大巷断面为直墙半圆拱形, 净断面积11.86 m2, 净宽4.4m、净高3.4 m, 其中墙高1.2 m、拱高为2.2 m。巷道围岩采用锚杆、锚索、金属网、喷浆联合支护, 采用锚杆为22 mm×2 800 mm, 间排距均为700 mm, 每根锚杆用2根K2550树脂锚固剂锚固;锚索为低松弛高强度18.9 mm×7 300 mm的钢绞线, 间排距为1 600 mm×3 000 mm, 采用1根MSK2550+2根MSZ2550树脂锚固剂锚固, 锚索拉张预应力控制在20~25 MPa;金属网规格为1 000 mm×2 000mm, 网间密结, 搭接长度100 mm;混凝土喷层厚度为150 mm。
由于巷道大部分在细砂岩中掘进, 围岩岩性较好, 为了能合理支护巷道, 同时尽量降低支护费用, 增加掘进速度, 决定采用深部+浅部位移监测、数值模拟等方法对围岩支护进行研究, 以达到支护参数优化的目的。
2 巷道掘进时矿压观测与分析
2.1 观测方法
(1) 为了解巷道围岩松动圈范围及锚杆、锚索的支护强度变化, 实现对支护参数的优化, 特采用十字布点法监测巷道表面收敛情况, 包括两帮移近量及顶底移近量。每个测站表面位移测点在同一断面布置, 两帮测点位于帮部腰线上, 顶底测点布置在顶底板中央对应位置。两测站间距为5 m, 紧跟掘进面布置在已支护区域。
(2) 两巷深部位移观测采用DW型机械式多点位移计, 布置深部位移测站2个, 每个测站两帮各1套, 每套均含深1.0, 1.5, 2.0, 2.5, 3.0, 4.0, 5.0, 6.0m共8个基点。深部位移观测主要目的是判断围岩的松动范围及其随掘进面采动的变化规律, 为掘进面的支护提供参考依据。两测站间距为20 m, 沿掘进方向布置在掘进面已支护区域。
2.2 观测结果
巷道测站较多, 为了说明巷道围岩变形的一般规律, 特选取具有代表性的测站观测结果进行分析。2号测站巷道表面及深部位移变化情况如图1所示, 由此可知, 巷道顶底、两帮的收敛较小, 深部位移变化也不明显。根据统计结果, 各点两帮移近量在10~20 mm, 顶底板移近量在12~25 mm。巷道表面的平均收敛率为1.5%, 煤体的塑性区域在1.0~1.5 m。由此可见, 巷道围岩支护强度较高。
虽然采用原有设计实现了较高强度的支护, 保证了巷道的安全, 但是岩体及支护的强度太高, 掘进速度慢、单位掘进量费用大的问题日益凸显。
3 支护参数优化
为了实现优化支护参数、降低单位掘进费用、提高掘进速度的目的, 根据深部位移监测到的巷道围岩松动圈的情况, 提出对巷道支护参数的优化方案。
(1) 锚杆。顶板支护采用的左旋螺纹钢锚杆, 锚杆间排距均为800 mm。两帮及帮角锚杆采用的左旋螺纹钢锚杆, 间排距均为800 mm, 每根锚杆用2根MSK2350树脂锚固剂锚固。
(2) 锚索。采用钢绞线, 锚索的间排距为1 600 mm×4 000 mm, 采用1根MSK2350+2根MSZ2350树脂锚固剂锚固, 锚索拉张预应力控制在30 MPa左右。
(3) 金属网。规格为1.0 m×2.0 m, 搭接长度100 mm;混凝土喷层厚度为150 mm, 均保持不变。
对原有及优化后的支护参数进行数值模拟分析, 模型倾向长50 m, 走向长450 m, 高度45.76 m;共划分105 000个三维单元, 共计113 844个结点。优化前后锚杆受力情况如图2所示。
由模拟结果可知, 原支护方案的锚杆的最大轴力为23.28 k N, 最小轴力为14.61 k N;优化后支护方案的锚杆最大轴力为20.21 k N, 最小轴力16.83k N。通过对比发现, 优化后的支护方案锚杆受力与原支护相比变化较小, 但受力相对较均匀。
根据前述巷道表面位移及深部位移观测方案, 对优化后的巷道进行观测, 结果表明:巷道各点两帮移近量在15~32 mm, 顶底板移近量在22~35 mm, 优化后的支护设计能够有效支护巷道围岩, 保证巷道的支护安全。
4 结语
(1) 实践表明, 以工程类比的方法借鉴或使用现有巷道支护参数, 容易造成巷道支护强度过高或过低, 过低直接带来巷道的快速变形和频繁维修;支护强度过高, 则导致支护成本增加及掘进速度缓慢。掌握巷道围岩变形规律及掘进影响范围, 能够有效指导巷道掘进及支护工作, 为合理设计巷道支护参数提供依据。
(2) 围岩强度较好的巷道, 过密的支护会导致支护强度过剩, 增加巷道的施工量, 导致掘进速度的滞缓。通过适当降低巷道支护密度的措施, 降低支护费用、提高掘进速度, 是一次有益的尝试。
(3) 通过数值模拟对锚杆受力进行研究, 可以直接检验支护效果。模拟结果表明:巷道经过支护参数优化, 锚杆轴力与原设计相比变化较小, 但受力更加均匀, 有利于巷道支护安全。
摘要：现有巷道多以工程类比的方法借鉴其他巷道支护方案进行支护设计, 常导致巷道支护强度过高或过低, 针对这一问题, 对某矿-720 m辅助水平轨道大巷围岩活动规律进行研究, 提出巷道支护参数的优化设计。研究结果表明:对支护强度过高的巷道, 通过现场观测分析及数值模拟研究, 合理优化支护参数, 可以有效支护巷道围岩, 降低支护费用, 提高掘进速度。
关键词：支护参数,优化设计,掘进巷道,围岩
参考文献
[1]邓福保, 黄文忠.煤巷锚杆支护参数优化的研究[J].矿山压力与顶板控制, 2004 (3) :45-47.
[2]田多, 李万名, 赵启峰.崔家寨矿动压巷道锚网索支护参数优化研究[J].金属矿山, 2009 (12) :38-40, 169.
半煤岩巷快速掘进爆破参数优化研究 第3篇
1 爆破参数的计算
首先对巷道的断面进行确定, 根据各因素考虑, 原来梯形巷道上底太宽, 故要对此进行重新优化设计, 设计修改后上底为3.8 m, 下底宽度为4.5 m。这就可以对巷道的掘进工程进行减少, 同时也对巷道周边应力集中状态进行改善, 掘进的速度也随之加快。
1.1 炮眼数目的选择
炮眼数目的选择是起爆工作中重要部分之一。对巷道的围岩稳定有着决定性影响。炮眼数目计算公式如下:
其中, N为炮眼个数, 个;q为定额单位炸药消耗量, 取值为1.45 kg/m3;S为巷道掘进断面面积, m2;η为炮眼利用率;lL为炮眼平均装药系数, 取0.5~0.8;mex为每个药卷质量, kg。
对38026工作面炮眼数目进行计算:
所以可以确定炮眼数目为37个。
1.2 炮眼深度
炮眼深度的确定也是爆破工作中至关重要的环节之一。炮眼的深度决定着循环进尺, 本文采用中深孔爆破技术。确定合理炮眼深度, 必须依照巷道的实际情况而定, 同时也要考虑月进度要求、装药条件等因素来确定炮眼的深度。炮眼深度的确定的公式如下:
其中, Lm为计划进尺, m;M为每月掘进天数;N为每日完成的掘进循环数;η为炮眼利用率, 0.85~1.0;η1为正规循环率, 0.85~0.9, 38026工作面取0.87。
可计算38026工作面炮孔深度:
故可知炮眼深度L=2 m。
同时为了满足要求炮眼直径选择40 mm~42 mm。
2 掏槽参数计算
掏槽眼的作用是为了在爆破工作中创建第二个自由面。掏槽眼一般分为斜眼掏槽和直眼掏槽。但就巷道深孔爆破来看掏槽眼可分为阶段直眼掏槽、分段直眼掏槽。根据38026工作面的特点, 为了使煤炭回收率提高, 其空眼内应装少量炸药, 先定掏槽方式为阶梯直线掏槽, 布置在煤层中, 利用其生产的能量及气体的体积膨胀, 将煤向外推出, 最大限度地提高煤炭回收率。
2.1 掏槽眼深度
掏槽眼的深度也是决定巷道能否快速掘进的因素, 故也要对掏槽眼的深度进行设计。首先按照工作面衔接的要求, 每个循环净进度应大于1.8 m, 还有也要考虑炮眼利用率最小应为90%, 并且要求炮眼应比其他炮眼的深度多出200 mm, 只有这样才能确保该爆破工作的起爆效果, 故现定掏槽眼深度为2.2 m。因为该掏槽方式是阶段直掏槽眼, 故可将掏槽分为第一阶段和第二阶段。其中第一阶段的掏槽眼深度为1.5 m, 这个为第二阶段的掏槽创造自由面, 同时也对该周边煤岩产生一定的裂隙, 这也为接下来的第二阶段的掏槽工作创造了良好的条件, 即为第二阶段减小了夹制力的制约。第二阶段的掏槽眼深度为2.2 m, 它的作用主要是再次加大掏槽眼的深度和岩石的投掷, 以提高巷道掘进的效率。
2.2 掏槽眼间距
中深孔直眼掏槽眼间距的布置没有一个明确理论对其进行计算。但是可以根据爆破所产生的内部作用时期煤岩进行破碎的大小来确定其掏槽眼的排布间距。其计算方式如下:
作用在其炮眼孔壁上的压力为:
径向方向应力波衰减规律:
其中, db为炮眼的直径, mm;r为与炮眼中心的距离;α为应力波衰减系数, α=2-μ/ (1-μ) 。
此时, 如果P是大于岩石的抗压强度σc, 则表示所爆破的岩石已经破碎。根据此理论可以计算掏槽破碎区域的半径rp, 可知掏槽眼孔距, 令p=σc, 得到孔距:
同时也要考虑炮孔的孔距影响, 即孔距值应该比计算的理论值大30%。
这时将ρ0=1 050 kg/m3, D=2 000 m/s, db=40 mm, dc=32 mm, 掏槽眼长度一阶段计算Lb=1 541 mm, Lc=800 mm, μ=0.28, a=1.61, ρ=1 512 kg/m3, σc=8.5 MPa, n=8代入式 (1) , 式 (3) 得到P=154.0 MPa;a=241.8 mm;放大30%后, a1=314.3 mm。
因为掏槽设计没有应用通常的空孔, 空孔内也要装少量的炸药, 因此掏槽眼的间距可以比计算值大, 即可以取值为400 mm。
2.3 掏槽眼装药计算
掏槽眼装药量根据装药系数确定直掏槽眼的装药量, 计算如下:
其中, L为炮孔的深度, m;η为炮孔装药系数, 为装药长度与炮孔长度的比值, 本文的取值为0.52;q1为直孔掏槽线装药密度, kg/m, 见表1。
可知Q=0.59 kg, 所以实际装药为0.60 kg。
3 辅助眼参数计算
辅助眼起到的作用是崩落大量的岩石和继续使掏槽眼进一步扩大。
3.1 辅助眼最小抵抗线和其间距
在掏槽眼起爆后, 会形成槽腔, 这时辅助眼就有两个自由面, 其爆破的参数应以自由面的面层布置, 均匀的分布在巷道掘进的设计断面上, 并根据断面的大小调整最小抵抗线及临近系数, 根据单孔的装药量, 其最小抵抗线可按表2进行确定。
m
根据表2可知最小抵抗线取值为0.85 m。
其辅助眼炮孔间距为ar= (0.8∶1.3) W=620 mm。
3.2 辅助眼装药量
其装药计算按照经验公式去计算, 其计算公式如下:
其中, q为单位体积装药消耗量, 在这里取值1.45 kg/m3;ar为爆破间距, 0.62 mm;W为辅助眼抵抗线, 0.85 m;L为炮眼深度, 2.0 m;η为炮眼所在部位系数, 0.3。故经过计算Q=0.45 kg。
4 周边光面爆破参数计算
光面爆破参数是在爆破工作中至关重要的技术, 其决定爆破的质量。光面爆破受到多种因素的影响, 如煤矿的地质条件、钻孔的质量、炸药的质量等因素的影响。该巷道爆破掘进应用的是2号岩石乳化炸药, 见表3, 光面爆破技术参数见表4。
根据表4可知该巷道周边眼孔距定为500 mm。最小抵抗线可以取为0.85 m。
5 实例及结论
吕沟煤矿, 生产能力为450 kt/年, 开采5号, 6号煤层, 煤层厚度为1.3 m和0.9 m。巷道掘进的煤层倾角为13°~15°。38026采煤工作面机巷设计长度为600 m, 沿煤层掘进。其运输巷平面图见图1。
表5, 图2分别为爆破的初始数据和爆破的巷道炮眼布置及装药结构。其数据是指导爆破作业的重要技术。
通过以上研究得出以下结论:
1) 对工作面的机巷进行了爆破具体参数的设计, 如炮眼的数目、深度、装药量等。
2) 对起爆的掏槽眼、周边眼都进行详细的参数化设计和计算, 及各炮眼的布置及装药的结构的设计。
3) 掘进半煤岩巷道时, 循环进尺1.8 m以上, 炮眼利用率高, 无超欠挖。对于爆破使用的炸药消耗比较低, 很大程度上减少了爆炸应力波对巷道围岩的破坏, 最重要的是提高了巷道的掘进速度, 同时也提高煤矿生产经济效益。
摘要：从炮眼数目选择与炮眼深度两方面对在巷道掘进中的爆破参数进行了计算, 并给出了掏槽眼、辅助眼的参数计算方法, 设计了各种爆破眼的布置情况和其装药结构, 以供参考。
关键词：掘进,掏槽眼,辅助光面爆破
参考文献
[1]宗琦.软岩巷道光面爆破技术的研究与应用[J].煤炭学报, 2003, 27 (1) :45-49.
[2]孔祥义.岩巷快速掘进爆破技术研究[D].哈尔滨:东北大学, 2003.
[3]苏廷志.硬岩巷道中深孔光面爆破技术研究与应用[D].合肥:安徽理工大学, 2007.
[4]王从平.关于巷道掘进爆破中的一些技术问题[J].煤矿爆破, 2001 (2) :46.
浅谈盾构下穿建筑物掘进参数控制 第4篇
盾构法作为地下空间拓展的一种工法, 具有施工占地小、对周边环境影响小、施工环境好、机械化程度高、开挖速度快、安全性高、成型隧道质量高等特点。然而, 由于盾构机所穿越地层具有不可预见性和复杂多变等特点, 施工中往往存在着许多不可预见的风险, 特别是在不良地质条件下穿越建筑物时, 施工风险极大, 可能会造成对建筑物的损坏和破坏, 造成重大财产损失或人员伤亡事故。所以, 在盾构下穿建筑物施工中一定要严格把关, 控制好一切不利因素。本文将从盾构法施工对周边建筑物的影响机理出发, 依托重庆地铁5106 标歇石区间施工, 尤其是盾构下穿一号线工程实例, 详细介绍盾构下穿建筑物的掘进参数控制。
1 建筑物变形控制基准值
盾构施工隧道通过的地层是复杂多变的, 在一定范围内会引起土体的位移和变形, 在影响范围内的地表建筑物, 由于地基土体的变形会导致其外力条件和支承状态发生变化, 可能会造成既有建筑物发生沉降、倾斜和断面变形等情况, 如果不严加控制, 就可能出现严重的后果。
为了使下穿建筑物的隧道质量得到保证, 以及邻近建筑物的结构安全, 国家和一些地区根据表1 所示的岩土参数, 制定了合适的变形控制基准值。通常地表沉降控制基准值应综合考虑地表邻近建筑物、地下管道及地层结构和结构稳定性因素, 分别确定其地表沉降允许值, 并取其中最小值作为控制基准值。
盾构隧道邻近施工时, 应以不造成原有构筑物的不良影响为前提, 能定量表示出不对建筑物造成伤害的影响值。
2 工程概况
2.1 区间概况
歇台子站~石桥铺站区间 (以下简称歇~石区间) 采用复合式TBM法施工, 区间设计右线起讫里程为YCK28+264.960~YCK29+513.100, 右线全长1248.140m;左线起讫里程ZCK28 +264.960 ~ZCK29 +513.100 (其中ZCK28 +300.000~ZCK28+400.000 为长链, 实际长度14.057m) , 线路实际总长1262.215m。全区段为双洞单线隧道, 左右线并行, 边线间距约9m, 设计纵坡19‰~34.567‰, 轨面标高283.788~320.188m, 隧道拟采用单心圆截面, 岩石全断面掘进法 (复合式TBM隧道法) 施工。
2.2 周边建筑物情况
本标段区间下穿既有一号线及地面周边建 (构) 筑物, 做好地下及地面周边建 (构) 筑物的保护是本工程的重点, 沿线主要建筑物见表2~表3。
2.3 管线情况
沿线区域主要分布的管线有污水管、上水管、煤气管、工业管线及通信管线等, 埋深较浅均为1.5m~8.5m, 区间隧道轨面埋深为13m~39.2m, 对管线影响较小。
由于下穿建筑物施工比较多, 主要以下穿运行的一号线为例来进行分析说明。
2.4 与即有一号线位置关系
重庆轨道交通五号线土建5106 标项目部歇台子站~石桥铺站区间复合式TBM施工410~495 环为下穿地铁一号线掘进, 与一号线最小净距为2.062m (掘进环号为439环, 拼装环号为435 环, 切口环里程为YDK28+860) , 属于重庆地铁首个特级风险源。按照图1 所示的拼装435 环刀盘与一号线的相对位置示意图, 一号线矿山法隧道为马蹄形断面, 按新奥法原理设计, 采用复合式衬砌结构, 钻爆法施工。隧道断面为11.08×8.358m, 初支220mm, 二衬450mm, 目前已投入运营。该风险工程位于渝州路下方, 为一号线歇台子站~石桥铺站区间隧道, 下穿过程中一号线列车是载客行驶。
该段掘进过程中纵坡为34‰通过R=5000m竖曲线变为纵坡为19‰单面下坡;平面曲线为R=1500m半径曲线段 (410~452 环) , 缓直段 (452~488 环) , 直线段 (488~495环) 组成。
根据图2 所示下穿段平面详勘图, 区间隧道下穿一号线区段以中风化砂质泥岩为主, 局部范围有中风化砂岩侵入, 复合式TBM掘进风险大。为防止开挖拱顶下沉而引起既有线变形、开裂等安全问题, 在复合式TBM通过前, 对既有一号线内结构进行调查分析, 以进一步了解该段隧道范围内部情况, 同时在受影响的区段隔环预埋注浆管, 当沉降变形超限时, 及时组织补强注浆;在复合式TBM通过时, 洞内加强掘进参数控制, 主要是掘进速度、土仓压力和复合式TBM姿态控制, 加强同步注浆和二次注浆, 地层变形, 确保复合式TBM快速、平稳通过该地段。加强监测和对既有线的观察, 通过监测信息及时反馈, 对各项施工参数进行调整, 以减小既有结构的变形。
3 盾构掘进参数的确定及盾构施工过程
实际盾构隧道施工过程中, 要求盾构在通过该特殊段时主要根据“匀速通过、严注浆、勤测量等”来控制建筑物的变形。
3.1 准备工作
(1) 工前对沿线盾构施工影响范围内的建筑物进行全面调查, 列出需重点保护的对象名称及反映其所处里程、地面位置、类型、结构等详细参数的清单, 提前作出预案, 准备相应材料设备。 (2) 根据地质勘察情况或盾构推进过程中的地质变化情况, 对建筑物周边地质进行补充详细勘察, 明确地形情况、基础土层结构、各土层土体性质、地下水情况等。 (3) 加强施工过程中建筑物和土体监测。按其沉降要求做全面的统计, 计算出沉降预警值、允许最大沉降量和不均匀沉降要求, 为以后施工提供指导。 (4) 将始发后的20 环列为试验段, 在试验段阶段, 对盾构的各个工艺流程和施工参数, 尤其是注浆工艺进行24h监控, 做好过程记录, 为盾构安全、顺利的下穿建筑物提供切实可行的技术参数和措施。 (5) 针对需要重点保护建 (构) 筑物, 提前作出预案, 并准备相应材料设备。
3.2 匀速通过
掘进施工中, 地层的变形主要是隧道开挖所造成的, 不同的地层和不同的掘进参数对地层的变形影响很大。工作人员需密切关注土舱出土情况, 根据刀盘前的地层正确选择盾构机掘进参数, 以“平稳、匀速推进、低扭矩、顶住正面、调整压力、封住盾尾”的技术内涵为基础, 以“保头护尾”的技术为方针, 控制好刀盘扭矩、推进速度、泡沫参数、渗入尺度、碴土情况等施工参数, 尽量减少故障, 避免发生意外造成停机。快速匀速通过邻近建筑物, 可缩短围岩的暴露时间和变形。在掘进时, 控制好土舱内的压力平衡, 控制好出土量, 防止超挖。圆形土压平衡盾构理论排土体积V为:
式中:d为开挖直径, L为推进长度, a为土的天然密实体积与虚方体积系数。
3.2.1 严注浆
由于刀盘直径比盾构直径大, 开挖出来的隧道与盾体或隧道衬砌之间形成一定量的空隙;而且由于盾壳与地层之间的摩擦阻力作用, 必然会产生一个滑动面。临近滑动面的土层中会产生剪切应力, 当盾构刚通过受剪切破坏的地层时, 因受剪切而产生的拉应力导致土壤立刻向盾构后面的空隙移动;当管片脱出盾尾后, 如不及时充填该空隙, 就会被周围土体占领, 最终形成较大的地面沉降。壁后注浆是对盾尾形成的施工空隙进行填充注浆, 是控制地层沉降的一个重要环节之一。
严格控制同步注浆量和浆液质量, 务必做到以下三点:
(1) 保证每环要达到注浆总量。 (2) 保证盾构推进每箱土的过程中均匀合理地压注。 (3) 浆液的配合比必须符合标准, 可以根据实际情况合理修改浆液配合比。
在硬土层中, 如硬土泥板岩层中, 没有大的裂缝, 浆液不会流失到周围土体中去, 所以在硬土层中浆液渗透量较软土层小;同时, 硬土层的强度大, 稳定性比软土层好。当管片脱离盾尾后, 产生较大的建筑空隙, 会造成管片上浮等多种问题。所以注浆时, 应适当加大注浆量、降低注浆压力, 因浆体中的胶凝材料可充分进行水化作用, 提高浆体强度, 有利于减小对地层的扰动、减小地层应力释放。如果压力过高, 盾尾空隙填充完后, 浆液会流向盾体、刀盘, 严重时会裹往盾体、包裹刀盘刀具。
注浆量
其中, D1为开挖直径, D2为管片外径, m为管片长度, a为注入率。
3.2.2 勤测量
在隧道过建筑物时, 地表沉降必须全线进行, 并沿纵轴线每5 m布置地表桩测点, 进行连续测量。对位于沉降槽影响范围的建筑物, 作重点保护监测, 加强监测力度。隧道内的盾构机要控制好姿态, 盾构姿态变化不可过大、过频。根据盾构姿态合理使用仿形刀和千斤顶编组顶进, 纠偏幅度不宜过大, 尽量保持机体平稳推进, 避免由于机体扰动周围土体和超挖引起地层损失, 对地面沉降控制造成不利影响。
3.3 下穿段掘进参数
从表4 中可以看出, 将中部土压控制在0.1bar, 推力控制在13000k N, 刀盘扭矩在3200k N/m附近时, 速度在30mm/min, 也就是推进一环在60 分钟以内, 考虑到二次补浆的速度和准备工作, 刚好能满足现场施工。
4 监控测量管理
4.1 测点埋设情况及监测项目
测点埋设情况:目前歇台子站~石桥铺站区间已埋设完成测点情况:既有一号线歇石区间隧道结构净空收敛测点215 个, 隧道结构拱顶下沉测点124 个, 轨道结构 (道床) 竖向位移215 个, 裂缝测点273 个;5 号线地表沉降监测点178 个, 拱顶测点59 个, 净空收敛测点11 个, 建筑物沉降5 个, 建筑物倾斜1 个, 管线沉降3 个。
监测项目:地表沉降、隧道结构净空收敛、拱顶下沉、轨道结构 (道床) 竖向位移、建筑物沉降、建筑物倾斜、管线沉降。
监测频率及监测控制指标:详见表5。
4.2 施工监测结果
表6 所示监测结果显示, 截止2015 年11 月11 日, 巡视无异常、监测无异常。从2015 年10 月23 日到11 月5日, 共14 天的时间, 经过精心策划和准备, 下穿过程中全体员工的尽职工作, 在沉降允许的范围内安全快速通过了一号线。
5 总结
歇台子站~石桥铺站区间盾构下穿施工的顺利实施, 充分验证了本文盾构下穿施工参数监测控制方案的可行性。目前, 地铁下穿既有建筑物的工程越来越多。在防止盾构推进过程中造成既有盾构施工区段内土体下沉危及地面建筑、行车和行人安全的同时, 还要确保隧道在列车运行荷载作用下的结构稳定。盾构施工穿越建筑物等障碍物时, 施工前首先要对既有建筑物调查, 充分了解具体边界条件后再分析可能产生风险的原因, 有针对性地制订相应的施工措施, 并做好施工过程中的监测工作, 依所测监测数据及时调整盾构参数。同时, 针对穿越障碍的风险, 制订相应的应急预案, 以保证在出现意外情况时仍然可以按预案进行处理而不致于手足无措。
参考文献
[1]顾艳阳.降低盾构法施工成本的措施探讨[J].价值工程, 2013 (01) .
[2]王小红.小议地铁施工盾构法施工技术[J].科技创新与应用, 2013 (34) .
掘进参数 第5篇
关键词：半煤岩巷,快速掘进,巷道支护,锚杆
巷道的掘进速度是矿井实现高产高效目标的主要影响因素之一, 安全、快速、高效的巷道掘进是保证工作面正常采掘接替及建设现代化、集约化矿山的先决条件。巷道支护参数设计是实现定量决策的关键[1,2]。因此, 寻找科学方法设计支护参数对矿井安全生产及经济效益具有重要意义。
1 工作面概况
某矿8101工作面煤层以光亮型为主, 暗煤次之, 夹少量镜煤条带。煤层硬度系数为1.5～2.0, 煤层结构为0.35 m煤、0.55 m矸石、0.7 m煤、0.85 m矸石, 夹矸2层, 煤层总厚为1.6 m, 平均厚为1.3 m, 密度为1.48 t/m3, 埋深203～288 m。该工作面地质条件较为简单, 煤层总体为一单斜构造, 煤层倾角3°, 周围全为实煤体。煤层赋存特征及地质构造如下:煤层厚1.3 m, 煤层倾角为30°;开采8#煤层;煤种为1/3焦煤;属较稳定煤层;硬度系数为2.0。工作面走向长1 647 m, 倾斜长200 m。其围岩及其特征见表1。
该矿井为低瓦斯矿井, 瓦斯相对涌出量0.07 m3/t, 绝对涌出量0.11 m3/min, 二氧化碳相对涌出量0.05 m3/t, 绝对涌出量0.08 m3/min。煤尘具有爆炸危险性, 煤层裂隙发育, 无自然发火倾向, 地温、地压无异常。水文地质条件简单, 工作面正常涌水量0.05～0.08 m3/min, 最大涌水量0.18 m3/min, 掘进时严格执行先探后掘制度。
2 半煤岩巷快速掘进技术
2.1 掘进方法确定
矿井半煤岩巷掘进常用的方法有2种:钻眼爆破掘进和掘进机掘进。综合考虑8101工作面的现场工程地质情况及施工状况, 决定采用综掘机掘进[3]。
2.2 工艺流程
8101胶带巷爬坡75 m巷道掘进时, 有一段为全岩石巷掘进, 其他巷段均为半煤岩巷掘进, 掘进时采用一次成巷, 打锚杆、铺金属网、上梯子梁、打锚索完成联合支护。
掘进机施工工艺流程:交接班 (安检) →接胶带→延胶带→延架→割煤 (出煤、运料) →“敲帮问顶”→铺金属网→打锚杆→打锚索→清理现场→下一个循环。
在掘进过程中, 应用经纬仪标出一组中线点, 每组点不得少于3个, 点距不得小于2 m。用激光指向仪指示中线时, 一组中线点只能指示巷道掘进100 m, 超过范围应立即延长。主要施工设备见表2, 掘进机主要技术参数见表3。
3 巷道支护参数确定
3.1 锚杆支护理论
锚杆作为一种主动支护手段, 以其独特的力学效应、简便的施工工艺、经济的造价在地下工程支护中得到越来越广泛的应用[4]。矿井锚杆支护设计方法已从简单的经验法、计算法, 发展到现在以数值计算、现场监测为基础的动态信息反馈方法。
3.2 巷道支护的数值模拟分析
采用FLAC3D数值模拟分析方法, 可以为煤矿巷道支护参数的设计提供理论依据, 使锚杆支护参数更加合理, 有效改善巷道的支护情况[5]。
通过对工作面基本情况进行分析发现, 煤层平均厚为1.3 m, 而采煤机采高为1.6 m。因此, 工作面巷道布置可以有3种布置方案:①方案1, 巷道沿底板布置, 即割掉一部分顶板岩层;②方案2, 巷道沿顶板布置, 即割掉一部分底板岩层;③方案3, 巷道沿中间布置, 即割掉一部分底板和顶板岩层。
采用FLAC3D数值模拟软件, 分别对3种巷道布置方案进行了数值模拟分析, 工作面每次推进15 m, 其推进过程中在开挖90 m时工作面运输巷破坏情况及位移分布情况如图1—图3所示。
通过对巷道破坏区及位移云图进行分析发现:
(1) 方案1工作面巷道没有出现超前破坏区, 理论上超前支护的距离及强度可以适当减小, 而其他2种方案均出现了超前破坏区, 距离约为15 m (与网格的密度有关) 。因此, 需要适当加强超前支护强度及范围。
(2) 在工作面及工作面前方, 方案1只是出现了剪切破坏, 没有出现拉伸破坏, 而方案2和方案3均出现了一定程度的拉剪破坏。
(3) 方案1的运输巷顶板位移量明显小于后2种方案, 这主要是由于顶板岩性不同造成的。
方案1的巷道顶板位移量明显小于后2种方案, 且方案1的运输巷没有出现超前破坏区。因此, 其超前支护范围及支护强度均可以小于后2种方案, 因此选用方案1[6]。
3.3 锚杆参数确定方法
3.3.1 锚杆长度
按单体锚杆悬吊理论, 锚杆长度:
l=l1+KH+l3 (1)
式中, l为锚杆长度;K为安全系数, 一般取2;l1为锚杆外露长度, 取决于锚杆类型及构造要求等, 一般取0.15 m;H为软弱岩层厚度;l3 为锚杆锚固长度。
在我国矿山巷道中, 锚杆长度主要根据经验或经验公式选取, 使用最多的是1.6～2.0 m。
3.3.2 锚杆直径
(1) 按照杆体的抗拉力等于锚杆实际锚固力的原则:
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式中, d为锚杆直径;Q固为锚杆的锚固力;σ拉为锚杆杆体材料的设计抗拉强度。
(2) 以锚杆材料的抗拉力等于被锚固的岩石质量确定锚杆直径:
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式中, K为安全系数, 一般取2;L为巷道顶板朝着工作面方向暴露长度;m为锚固的岩层厚度;N为在顶板暴露长度L、宽度为1 m的顶板面积上锚杆的根数;R为岩体密度。
3.3.3 锚杆支护间距
根据锚杆悬吊作用理论, 锚杆间距:
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式中, a为锚杆间距;Q为锚杆最大拉拔力, 可通过现场实验或凭借经验选取;K为安全系数, 一般取2;H为软弱岩层厚度;γ为软弱岩层平均密度。
经计算, 确定采用Ø20 mm×2 000 mm锚杆, 间距900 mm。
3.4 巷道的支护形式及参数确定
根据以上支护理论及计算方法, 结合矿井半煤岩巷的实际工程地质情况[7], 确定巷道的支护形式及参数。
3.4.1 临时支护
(1) 掘进采用前探梁作为临时支护, 前探梁使用2根4 m长的钢管, 吊挂采用Ø18 mm圆钢制成的吊环, 吊环内径不小于60 mm。
(2) 掘进安装临时支护时, 先将吊环拧在锚杆外露端, 每根前探梁采用2个吊环, 由外向里推移;移至掘进面后, 用木板前后将前探梁背紧, 做到巷道不空顶。
3.4.2 永久支护
掘进时, 永久支护形式为锚网梁索联合支护。8101胶带巷顶部打6根锚杆, 两帮各打3根锚杆, 顶、帮铺金属网, 上梯子梁, 每3 m加2根Ø15.24 mm×7 300 mm的钢绞线锚索, 顶帮均铺金属网。
(1) 锚杆布置。
8101胶带巷顶锚杆间排距900 mm×1 000 mm, 帮锚杆间排距900 mm×1 000 mm。其他执行支护断面图规定, 掘进形成巷帮超宽或片帮超宽时, 应及时处理, 可采用补打单体锚杆方法进行补强。如遇到锚杆失效, 必须补打锚杆。
(2) 锚杆角度。
顶部及两帮顶角锚杆与垂直和水平向夹角均为12°, 其他锚杆均垂直于巷道轮廓线安设。
(3) 锚固方式。
树脂端头锚固, 顶部采用2支锚固剂:一支规格为K2335, 另一支规格为Z2360;帮部采用1支锚固剂, 规格为Z2360。钻孔直径为28 mm, 顶部锚杆锚固长度为1 550 mm, 帮部锚杆锚固长度为900 mm。锚杆外露长度为30～50 mm, 每根锚杆锚固力不小于70 kN。
(4) 锚索布置。
锚索均为垂直于顶板安设, 间排距为2 000 mm×3 000 mm。
最终确定的工作面运输巷及回风巷断面及支护参数分别如图4、图5所示。
4 效果分析
使用EBJ-120TP型掘进机组织快速掘进以来, 效果十分明显, 曾创月进尺468 m (含全岩段30 m) 的纪录, 有效缓解了采掘接替的紧张局面。
(1) 极大降低了工人的劳动强度, 变传统的人工掘进为机械施工作业, 简化了施工工艺, 减少了现场作业人员, 提高了劳动生产率。
(2) 掘进机施工和锚杆、金属网、梯子梁及钢绞线锚索联合支护技术的应用, 提高了煤炭采出率, 提高了单进水平, 积累了半煤岩巷快速掘进的成功经验, 为该技术的推广应用奠定了基础。
(3) 锚杆具有质量轻、体积小等优点, 施工工艺简单, 易操作, 较短时间完成了对顶板的支护, 最大限度减少对围岩的破坏;利用其悬吊作用促使顶板及时支护并达到“组合拱梁”的目的, 保证其完整性, 有效地消除了顶板安全隐患。
(4) 掘进机掘进破岩时, 煤岩混运影响煤质;若分装分运, 将会影响到掘进速度。
5 结论
通过对半煤岩巷快速掘进技术及合理支护参数的研究与实践, 得出以下结论。
(1) 通过理论分析, 得出半煤岩巷道锚杆支护工序、地质条件、施工组织管理等是该矿巷道快速掘进的主要影响因素, 采用锚杆快速安装技术、帮锚杆滞后支护技术, 大大提高了巷道掘进的速度, 保证了矿井正常的采掘接替。
(2) 应用悬吊理论确定了巷道合理的支护参数;通过数值模拟实验分析, 得出巷道沿煤层底板布置为最优方案;支护结果显示, 巷道变形量极小, 所选支护参数完全可以满足支护要求。
参考文献
[1]李恩璞, 赵进, 张慧, 等.许厂煤矿岩巷快速掘进试验研究[J].煤炭技术, 2007 (1) :44-46.
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[3]贺志宏.实现岩巷快速掘进的途径[J].山西煤炭, 2004 (2) :33-35.
[4]褚秀生, 苏建国.煤巷炮掘锚网支护快速掘进技术[J].河北煤炭, 1998 (4) :41-42.
[5]廖尚华.煤矿巷道快速掘进的方法[J].中小企业管理与科技 (上旬刊) , 2010 (8) :323.
[6]朱伟.浅谈如何实现煤巷的快速掘进[J].中小企业管理与科技 (上旬刊) , 2010 (7) :204.
掘进参数 第6篇
关键词：悬臂式掘进机,切割头,设计,截割参数,选择
切割头是掘进机的工作机构, 主要功能是破碎和分离煤岩。影响切割效果的因素很多, 从而使得切割头设计变得复杂和困难, 达到每个刀齿受力相等、磨损相同、运动平稳, 这是切割头设计的最佳目标。悬臂式掘进机切割头分纵轴式和横轴式两种型式。为提高巷道掘进的切割破碎技术, 切割头设计是建立在刀具能有效破碎煤岩的基础上的。切割头设计的原则是:力求做到每个截齿承受相同的负荷, 即每个截齿所切煤岩体积尽量相等, 工作平稳, 比能耗低, 截齿消耗少, 产生粉尘量较小。掘进机切割煤岩产生低频大振幅振动, 影响机器的稳定性和可靠性, 切割头的设计能使这种振动减到最小。截齿有扁形和镐形, 扁形是径向安装, 镐形是切向安装。扁形截齿的寿命不及镐形截齿的一半。镐形截齿工作时, 在齿座中转动, 有“自磨锐性”, 因此, 齿尖磨损均匀, 寿命延长, 其截齿尖截入岩石能力强, 有较高的破碎效率, 尤其是截割硬岩时, 效果更好。镐形截齿在切割头上的位置是由切削角和旋转角确定, 如图1所示。
1 切削角
切削角是齿尖截割轨迹的切线和截齿中心线的夹角, 它使得截齿以较好位置切入岩石, 对纵轴式或横轴式切割头都非常重要。观察纵轴式切割头截割过程, 可知摆线轨迹与牵引速度有关, 速度越大, 摆线延伸就越大, 切削角要适应摆动速庋变化, 最小角度为45°, 在牵引速度较大时 (切割松软岩石) , 切削角取大些, 但最大值不得超过48°。大切削角尽管能提高切削效率, 而但磨损较严重, 经常使齿尖变钝, 以致无法切入矿物。在安装角较小时, 所需进给力增大, 容易使截齿超载, 此时, 截齿不仅轴线方向承受负荷, 而且齿顶方向负荷更大, 使进给力与切削力达到非常有效的效果。
2 旋转角
旋转角即扭转角, 它由截齿在齿座支承面上旋转形成。旋转角是截齿中心线与通过齿座支承面中点的切线投影线之间的夹角。对纵轴式切割头来说, 旋转角对截齿磨损有影响, 在工作中作用在截齿上的力能产生旋转力矩, 使截齿在齿座中旋转。如果旋转角选择不当, 镐形齿就不会旋转, 截齿磨损不均匀, 因而产生过早损坏。这个角度要适应外形轮廓, 在整个切割头长度上数值不等, 一般是8°~35°。为在深部截割时减小截齿磨损, 最末端的截齿要反向安装。对横轴式切割头而言, 旋转角对截割过程显得特别重要。由于截齿作螺旋运动, 旋转角大致在8°~35°之间, 每个截齿的旋转角随所在位置变化, 并与摆动速度密切相关。
3 截线间距
在切割头设计中, 截齿排列的一个重要问题是确定截线间距, 它表征相邻截齿齿尖轨迹的距离, 其值影响单个截齿载荷、受力大小、破碎效果和功率消耗。对纵轴式切割头, 截线间距的数值在切割过程中是不变的, 但与被截岩石性质关系密切。为达到良好截剖效果, 希望每个截齿单刀截割力大一些, 因此, 截线间距值选大一些, 这样能改善受力状态积得到合适的岩石块度。对横轴式切割头, 选择截线间距时特别要考虑煤岩特性和水平摆动速度, 由于裁线间距在切割过程中会发生变化。确定截线间距时应全面考虑煤岩性质 (破碎角不同) 、截割厚度、牵引速度等因素。对纵切割头, 圆锥部分间距以提高效率为目标, 取大值;前部圆弧部分间距“载荷均匀分配为目标, 取小值。纵切割头在水平摆动切割时, 切割岩石的截线间距与切割头上轴向截齿间距相等。截线间距保持不变, 与摆动速度无关, 只改变切深。横切割头在摆动切割时, 实际截割间距随摆动速度变化, 而切深保持不变。被截下的煤岩量与截线间距和切深相关, 过小的截线间距使煤岩过于粉碎, 产生粉尘, 能耗高, 截割效率低;过大的截线间距则会在煤壁上保留棱边, 也引起截割效率降低;正确截线间距是切深的2倍。
4 螺旋线头数
螺旋线头数是一个重要的机械设计参数, 它对螺距、截线间距和刀齿切入顺序及其载荷都有重要影响。纵切割头在切割坚硬煤岩时, 若采用单头螺旋线布齿, 则要选择较小的螺距, 以减小单齿载荷和磨损, 但被截割的岩石是细粒的, 产生较多粉尘, 同时排屑能力也差。在采用双头或三头螺旋线时, 每条螺旋线上可选择较大的截线间距, 两个截齿在相同的截割轨迹上工作, 在切割坚硬岩石时能互相卸载或交错截割。横向切割头常常装有两头以上螺旋, 由于切割方式、切割头形状不同, 横向切割头的螺旋头数和螺距与蜘割头直径、岩石性质相关, 在设计横向切割头截齿排列上比纵向切割头复杂。
5 截割速度
截割速度是判断截齿齿尖寿命的主要指标之一。它和摩擦系数是导致截齿温升的重要原因, 各种硬质合金都有临界温度, 超过临界温度, 就会软化, 磨损随之急剧增大。最佳截割速度取决于被切割矿物特性, 矿物越硬、越韧、研磨性越大, 选择的截割速度越低。截割速度的方向是截齿尖运动轨迹切线方向, 其大小与切割头的直径、转速和牵引速度相关。实验表明, 截割速度在1~5 m/s。对煤岩一般取3~5 m/s;当截割石英含量为30%~40%、抗压强度为100~120 N/mm2的砂岩时, 最佳截割速度为1.5~2m/s。
6 牵引速度
牵引速度是指切割臂摆动时, 切割头水平或垂直运动遵度。在截割速度一定时, 牵引速度决定于切削厚度, 其切屑形状呈月牙形, 表明切削过程中切削厚度是变化的。随着牵引速度增加, 切削厚度将成正比加大, 也使截割阻力和功率呈线性增加。掘进机的牵引运动是通过回转液压缸实现的, 当煤岩硬度增大时, 可采用低速切割、慢速牵引的工作方式;在煤岩硬度减小时, 截割阻力相应减小, 允许采用较大的切割厚度, 可加大牵引速度。实验和使用经验表明, 截齿截割速度、牵引速度和截线间距都与煤岩特性相关, 要做到科学匹配, 才能达到较好的切削效果。横切削头截割参数与矿物特征关系见表1。
参考文献
[1]徐从清.矿山机械[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2009, 8.
[2]王虹等.综合机械化掘进成套设备[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2008, 7.