| 立井井筒基岩施工
立井井筒基岩施工是指在表土层或风化岩层以下的井筒施工，根据井筒所穿过的岩层的性质，目前主要以采用钻眼爆破法施工为主。根据井筒掘砌作业方式的不同，井筒钻眼爆破法的主要施工工序包括钻眼爆破、抓岩提升、卸矸排矸和砌壁支护等。
近几年来，我国立井井筒基岩施工机械化水平有了很大的提高。以深孔光爆、设备大型化、支护机械化和注浆堵水打干井为主要内容的凿井技术有了长足的发展。使我国立井井筒施工出现了一个崭新的面貌，为加快建井速度，改善劳动条件，提高工效提供了可靠的物质基础和技术保证。
第一节 钻眼爆破
在立井基岩掘进中，钻眼爆破工作是一项主要工序，约占整个掘进循环时间的20~30％。钻眼爆破的效果直接影响其它工序及井筒施工速度、工程成本，必须予以足够的重视。
为提高爆破效果，应根据岩层的具体条件，正确选择钻眼设备和爆破器材，合理确定爆破参数，以及采用先进的操作技术。
一、钻眼工作
在整个钻眼爆破工作中，钻眼所占的工时最长。加快钻眼速度、加大眼深、提高眼孔质量，以及提高钻眼的机械化程度为其主要发展方向。为适应立井施工的要求，凿岩机应具有钻速高、扭矩大、适应性强和运转可靠的特点。
(一)钻眼机具的选择
1.凿岩机
20世纪50年代初，我国研制了YT30型凿岩机，是当时立井掘进的主要机具。60年代末，我国先后引进了日本古河厂的322D型、日本东洋厂的TY76LD型、瑞典阿特拉斯的BBD-90型、芬兰塔母佩勒厂的K-90型等风动凿岩机。70年代初，我国又研制成功中频的YT-23（7655）型、YT-24型、高频的YTP-26型等新型凿岩机，取代了YT30型。并和研制成功的环形钻架配套，使立井钻眼深度达到2～2.5m。70年代末，外回转重型凿岩机如YGZ-70型，已成为我国伞型钻架的主要配套机型。使立井的钻眼深度可达到3～4m。到80年代末已在我国的主要矿区的立井施工中广泛使用并取得了较好的经济效益。
液压凿岩机的出现，显示了它独特的优越性能。我国在吸取了国外先进经验的基础上，已由湘江风动工具厂研制成功了YYG-90型液压凿岩机，为我国的立井掘进钻孔提供了较先进的设备。
立井基岩施工采用手持式凿岩机，由于装备简单，易于操作，目前仍被广泛采用，在软岩和中硬岩中，用它钻凿眼径为39～46mm，眼深为2m左右的炮眼效果较好，如加大加深眼孔，钻速将显著降低。为缩短每循环的钻眼时间，可增加凿岩机同时作用台数，一般工作面每2～4m2布置一台。
手持式凿岩机打眼速度慢（每台约3～4m/h），劳动强度大，眼孔质量较难掌握，特别在硬岩中大深眼更为困难，故它只适用于断面较小，岩石不很坚硬的浅眼施工，难以满足深孔爆破和快速施工的需要。
2.伞形钻架
伞形钻架是由钻架和重型高频凿岩机组成的风液联动导轨式凿岩机具。由于它具有结构紧凑、机动灵活、钻眼速度快的优点，目前已成为我国立井中深孔爆破的主要钻眼设备。引进的有日本的古河四臂、六臂和德国的六臂、九臂等机型，我国自行研制并应用较广的为FJD系列，其动力有风动和液压两种，其中以FJD-6型应用较多，其结构如图6-1所示，主要结构特征见表6-1。
图6-1 FJD系列伞形钻架的结构
1－吊环；2－支撑臂；3－中央立柱；4－液压阀；5－调高器；6－底座；7－风马达及油缸；8－滑道；
9－动臂油缸；10－动臂；11－升降油缸；12－推进风马达；13－凿岩机；14－滑轨；15－操作阀组；16－活顶尖
表6-1 伞形钻架的技术特征
名 称 FJD-4 FJD-6 FJD-6A FJD-9 FJD-9A
适用井筒直径 / m 4.0~5.5 5.0~6.0 5.5~8.0 5.0~8.0 5.5~8.0
支撑臂数量 / 个 3 3 3 3 3
支撑范围 / m φ4.0~6.0 φ5.0~6.8 φ5.1~9.6 φ5.0~9.6 φ5.5~9.6
动臂数量 / 个 4 6 6 9 9
钻眼范围 / m φ1.2~6.5 φ1.34~6.8 φ1.34~6.8 φ1.54~8.60 φ1.54~8.60
推进行程 / m 4.2 3.0 4.2 4.0 4.2
凿岩机型号 YGZ-70 YGZ-70 YGZ-70,YGZX-55 YGZ-70 YGZ-70
使用风压 / MPa 0.5～0.6 0.5～0.6 0.5～0.6 0.5～0.7 0.5～0.7
使用水压 / MPa 0.4～0.5 0.4～0.5 0.4～0.5 0.3～0.5 0.3～0.5
总耗风量 / m2/min 40 50 50 90 100
收拢后外形尺寸 / m φ1.2×4.0 φ1.5×4.5 φ1.65×7.2 φ1.6×5.0 φ1.75×7.63
总重量 / t 4.0 5.3 7.5 8.5 10.5
伞形钻架由中央立柱、支撑臂、动臂、推进器、操纵阀、液压与风动系统等组成。打眼前，用提升机将伞钻从地面垂直吊放于工作面中心的钻座上，并用钢丝绳悬挂在吊盘上的气动机上，然后接上风、水管，开动油泵马达，操纵调高器，操平伞钻。支撑臂靠升降油缸由垂直位置提高到水平向上成10°～15°位置时，再由支撑油缸驱动支撑臂将伞钻撑紧于井壁上，即可开始打眼。打眼工作实行分区作业，全部炮眼打眼结束后收拢伞形钻架，再利用提升钩头提到地面并转挂到井架翻矸平台下指定位置存放。
伞形钻架的凿岩机必须配用高强度合金钢钎杆，我国YGZ-70型凿岩机所配制的中空硅锰钼钎钢（ZK55SiMnMo），使用效果良好。采用这种凿岩机时，眼深一般不大于一次推进行程。当钻凿更深的炮眼时，也可以采用套钎或用丝扣接长钻杆。
选用伞钻打眼，应注意井口应留出伞钻吊运空间和安设移位装置；打眼时伞钻应始终吊挂在钩头或吊盘上，以防支撑臂偶然失灵使钻架倾倒。
利用伞钻打眼时，伞钻的架设、收拢和提放等工序均要占用工时。但它机械化程度高、钻速快、一次行程大，钻眼工序的总时间可缩短，对深孔爆破尤为适用，目前已在我国立井井筒施工中得到了普遍的推广应用。今后，应重点解决凿岩机的噪音问题，积极配用液压凿岩机，进一步提高钻眼效率和推进行程。
(二)供风和供水
在钻眼工作时，伞钻和凿岩机的压风和水的供应是通过并列吊挂在井内的压风管（φ150mm钢管）和供水管（φ50mm钢管）由地面送至吊盘上方，然后经三通、高压软管、分风（水）器和胶皮软管将风、水引入各风动机具。工作面的软管与分风（水）器，均用钢丝绳悬吊于吊盘上的气动机上，放炮时提至安全高度。
当采用手持式凿岩机打眼时，为减少工作面风（水）管线之间及其与井内其它设备间的干扰，可将风（水）和自动注油系统组合在一起制作成风水笼，由风水笼向各凿岩机供应风、水、油。
当采用伞钻打眼时，可由供风（水）系统干管末端引出软管，直接与钻架上的风（水）干管相接，然后分配给各凿岩机。
凿岩机要求供水压力一般不超过0.3～0.5MPa，当井深超过50m时，应设置降压阀或其它降压装置。
二、爆破工作
爆破工作主要包括爆破器材的选择和爆破参数的确定，并编制爆破图表和说明书。
(一)爆破器材的选择
立井井筒掘进时的爆破器材选择主要是炸药和雷管的选择。炸药主要根据岩石的性质、井筒涌水量、瓦斯和炮眼深度等因素来进行选定。而雷管目前主要采用8号电雷管。
我国立井井筒爆破用炸药主要有铵梯炸药和胶质炸药两大类。
铵梯炸药，其主要成分是硝酸铵、梯恩梯和木粉。其成本较低、使用较安全，但因硝酸铵具有较强的吸湿性，所以抗水性较差。只用于浅孔无水、无瓦斯岩层或光面爆破的周边眼中。常用的2号及4号岩石铵梯炸药，标准直径分别为φ32mm、φ35mm和φ38mm，重量为100g、150g和200g三种。光面爆破应改装成细药卷（如φ25mm），使用时药卷外面应包有腊纸或塑料袋。为了能够在有水的情况下应用，在该炸药中加入沥青、石蜡等憎水剂；为了提高炸药的爆炸性能和爆破效率，可采用抗水铵梯黑、铵梯铝等高威力炸药。
胶质炸药，是以硝化甘油为主要成分。具有密度大、可塑性好、抗水性能强和威力高的优点，但是它的感度较高，使用安全性能较差，成本较高。
目前我国立井井筒施工普遍采用水胶炸药，这是一种由氧化剂水溶液为载体加入胶结剂、胶联剂、可燃剂、敏化剂等添加剂组成的硝酸铵类含水炸药。它具备了立井爆破要求的抗水性强、装药密度高、使用安全、威力大的特点。我国已生产出了高威力1号、2号、铝100型岩石水胶、一般威力3号和煤矿安全型等品种，并已在我国立井施工中广泛应用。
(二)爆破参数的确定
由于立井穿过的岩层变化大，影响爆破参数效果的因素较多，目前，对爆破各参数还没有确切的理论计算方法。因此，在设计时，可根据具体条件，用工程类比或模拟试验的方法，并辅以一定的经验计算公式，初选各爆破参数值，然后在施工中不断改进，逐步完善。其主要爆破参数为：
1.炮眼深度
炮眼深度不仅对钻眼爆破工作本身，而且对其它施工工序机施工组织都有重要影响，它决定着循环时间及劳动组织方式。
《矿山井巷工程施工及验收规范》规定：立井井筒眼深小于2m的为浅眼，2～3.5m的为中深眼，大于3.5m的为深眼。最佳的眼深，应以在一定的岩石与施工机具的条件下，能获得最高的掘进速度和最低的工时消耗为主要标准。
当采用手持式凿岩机时，一般眼深以2m左右为宜；若采用伞钻，能顺利钻凿3.5～4m的深眼，如接钎钻进，改进排粉能力，炮眼还可以加深。当眼深超过6m时，钻速明显降低，夹钎事故增多，如要加大眼深必须进一步研制和采用新型钻具（如液压式）。
炮眼深度还受掏槽效果的限制，以目前的爆破技术，当炮眼过深时，不但降低爆破效率，还会使眼底岩石破碎不充分，岩帮不平整，岩块大而不匀，给装岩、清底以及下一循环的钻眼工作带来困难。
此外，炮眼深度还与炸药的传爆性能有关，通常，采用40mm眼径，装入32mm直径的硝铵炸药，用一个雷管起爆，只能传爆6～7个药卷，最大传爆长度为1.5～2m（相当于2.5m左右的眼深）。若装药过长，不但爆轰不稳定，效率低，甚至不能完全起爆。因此，采用中深或深眼时，就应从增大炸药本身的传爆性能及消除管道效应着手，改变炸药品种，药卷装填结构和采用导爆索和雷管的复合起爆方式。
从钻眼全过程分析，每循环钻眼的辅助时间（如运送钻具、安钻架、移眼位、药卷的运送装填、人员撤离和通风检查等），对不同的眼深变化不太大。当钻深眼时，虽然单孔纯钻眼时间增加了，但折合到单位炮眼长度的钻凿辅助时间却减少了，同时也大大缩小了装岩和支护工作辅助时间的比例。因此，以大抓岩机与伞钻所组成的立井施工机械化作业线，必须采用深孔爆破，才能更好地发挥效益。
循环组织是确定炮眼深度的重要依据，为积极推行正规循环作业，实现生产岗位责任制，应尽可能避免跨班循环，力求做到每日完成整循环数。因此，有些施工单位常根据进度要求及循环组织形式，来推算炮眼深度，即
（6-1）
式中 l—炮眼深度，m；
L—井筒施工计划月进度，m；
N—每月实际作业天数；平行作业时取30d；锚喷拥挤支护单行作业取25～27d；浇灌混凝土单行作业时取18～20d；
n—日完成循环数；一般浅眼每日2～4个循环，中深眼每日1～2个循环；
η—炮眼利用率，一般取0.8～0.9；
η1—月循环率，考虑到难于预见的事故影响（如地质变化、机电故障等）取0.8～0.9。
应该指出，上述经验公式是以循环组织为主要依据来选择眼深，但循环组织的确定，又随炮眼深度变化而变化，两者互为因果。因此，先初选日循环数，然后求得眼深，往往不一定是技术经济上的最优值，这种方法对采用手持式凿岩机打眼、浅眼多循环的工作面尚有一定的实用性，而对当前主要以机械化配套的深孔爆破，一般均以伞钻的一次推进深度来进行确定。当然，实际工作中应结合具体条件来确定合理的炮眼深度。
2.炮眼直径
用手持式凿岩机钻眼，采用标准直径Φ32～35mm药卷时，炮眼直径常为Φ38～43mm，随着钻眼机械化程度的提高，眼深的加大，小直径炮眼已不能适应需要，必须采用更多直径的药卷和眼径。一般来说，药包直径以35～45mm为宜，则炮眼直径比药卷直径大3～5mm。
炸药随其药卷直径的加大，爆速、猛度、爆力和殉爆距也相应增大，但直径超过极限值后（硝铵炸药为60～80mm），上述参数就不再增加。因此，应在极限直径内，加大药卷直径，提高爆破效果。
当药卷直径加大时，炸药的集中系数和爆破作用半径也增大，可减少工作面的炮眼数目。据统计，药卷直径由32mm增大到45mm时，眼数可减少30%左右。这样，虽因眼径加大，钻眼的纯钻速有所降低，但每循环的眼数减少，总的钻眼时间还是缩短了。
为使爆破后，井筒断面轮廓规整，采用大直径炮眼时，应适当增加周边眼数目（一般5～7个）。当采用锚喷支护时，应用光面爆破。目前，在深眼中，已采用55mm的眼径（药径为45mm），并取得了良好的爆破效果。
3.炸药消耗量
炸药消耗量主要用单位炸药消耗量（爆破每立方米实体岩石所需的炸药量）来表示，它是决定爆破效果的重要参数。装药过少，爆破后岩石块度大、井筒成型差、炮眼利用率低；药量过大，既浪费炸药，并有可能崩坏设备，破坏围岩稳定性，造成大量超挖。
影响单位炸药消耗量的因素很多，如岩石坚硬、裂隙层理发达、炸药的爆力小、药径小，炸药的消耗量就大。
爆破时，接近上部自由面的围岩呈不均匀压缩状态，剪应力集中，有利于爆破。但炮眼过浅，炸药爆生气体易从岩石裂隙中逸出，造成能量损失。反之，眼孔深部岩石接近于三向均匀压缩状态，需更多的能量去破碎和抛掷岩石。因此，对于每个工作面都有个最佳炮眼深度，使单位炸药消耗量小，爆破效果好。
目前，炸药消耗量的经验计算公式，因受工程条件变化的限制，只能作为参考，因而施工单位常参照国家颁布的预算定额来选定，如表6-2。
表6-2 立井掘进每立方米炸药和雷管消耗量定额
井 筒
净直径
/ m 浅 孔 爆 破 中深孔爆破
f < 3 f < 6 f < 10 f > 10 f < 6 f < 10
炸药/kg 雷管/个 炸药/kg 雷管/个 炸药/kg 雷管/个 炸药/kg 雷管/个 炸药/kg 雷管/个 炸药/kg 雷管/个
4.0 0.81 2.06 1.32 2.33 2.05 2.97 2.68 3.62
4.5 0.77 1.91 1.24 2.21 1.90 2.77 2.59 3.45
5.0 0.73 1.87 1.21 2.17 1.84 2.69 2.53 3.36 2.10 1.09 2.83 1.24
5.5 0.70 1.68 1.14 2.06 1.79 2.60 2.43 3.17 2.05 1.07 2.74 1.20
6.0 0.67 1.62 1.12 2.05 1.75 2.53 2.37 3.08 2.01 1.01 2.64 1.14
6.5 0.65 1.55 1.08 1.96 1.68 2.44 2.28 2.93 1.94 0.97 2.55 1.10
7.0 0.64 1.53 1.06 1.91 1.62 2.34 2.17 2.78 1.89 0.93 2.53 1.09
7.5 0.63 1.49 1.04 1.88 1.57 2.27 2.09 2.66 1.85 0.90 2.47 1.06
8.0 0.61 1.43 1.00 1.84 1.56 2.23 2.06 2.60 1.78 0.86 2.40 1.02
实际工程施工中，也可按已往的经验，先布置炮眼，并选择各类炮眼的装药系数，依次求得各炮眼的装药量、每循环的炸药量和单位炸药消耗量。表6-3通常情况下的炮眼装药系数参考值。
表6-3 炮眼装药长度系数参考值
炮眼名称 岩石的坚固性系数
1～2 3～4 5～6 8 10 15～20
掏槽眼 0.50 0.55 0.60 0.65 0.70 0.80
崩落眼 0.40 0.45 0.50 0.55 0.60 0.70
周边眼 0.40 0.45 0.55 0.60 0.65 0.75
注：1.立井穿过有沼气煤尘爆炸危险地层时，装药长度系数应按《煤矿安全规程》规定执行。
2.周边眼之上述数据不适用于光面爆破。采用光面爆破时，周边眼每米装药量约为100～400g（2号硝铵炸药）。
4.炮眼布置
通常，井筒多为圆形断面，炮眼采用同心圆布置。
（1）掏槽眼
它是在一个自由面条件下起爆，是整个爆破的难点，应布置在最易钻眼爆破的位置上，在均匀岩层中，可布置在井筒中心；急倾斜岩层，应布置在靠井中心岩层倾斜的下方。常用的有下列几种掏槽方式：
①直眼掏槽。其炮孔布置圈径一般为1.2～1.8m，眼数为4～7个左右，由于打直眼，易实现机械化，岩石抛掷高度也小，如要改变循环进尺，只需变化眼深，不必重新设计掏槽方式。但它在中硬以上岩层中进行深孔爆破时，往往受岩石的夹制，难于保证良好效果。为此，除选用高威力炸药和加大药量外，可采用二阶或三阶掏槽，即布置多圈掏槽，并按圈分次爆破，相邻每圈间距为200～300mm左右，由里向外逐圈扩大加深，各圈眼数分别控制在4～9个左右，见图6-2。由于分阶掏槽圈距较小，炮眼中的装药顶端，应低于先爆眼底位置，并要填塞较长的泡泥，以提高爆破效果。
②斜眼锥形掏槽。其炮眼布置倾角（与工作面的夹角）一般为70°～80°左右，眼孔比其它眼深200～300mm，各眼底间的距离不得小于200mm，各炮眼严禁相交。这种掏槽方式，因打斜眼而受井筒断面大小的限制，炮眼的角度不易控制。但它破碎和抛掷岩石较易。为防止崩坏井内设备，常常增加中心空眼，其眼深为掏槽眼的1/2～1/3左右，用以增加岩体碎胀补偿空间，集聚和导向爆破应力，见图6-3。它适用于岩石坚硬，一般直径的浅眼掏槽，如要用于中深眼，拟与直眼掏槽结合。
为增加岩石破碎度及抛掷效果，可在井筒中心钻凿1～3个空眼，眼深超过最深掏槽眼500mm以上，并在眼底装入少量炸药，最后起爆。
在倾斜岩层中，亦可采用楔形掏槽。
图6-2直眼掏槽 图6-3 锥形掏槽
（2）周边眼
立井施工中，应采用深孔光面爆破，这时应将周边眼布置在井筒轮廓线上，眼距为400～600mm左右。为便于打眼，眼孔略向外倾斜，眼底偏出轮廓线50～100mm，爆破后井帮沿纵向略呈锯齿形。
（3）辅助眼（崩落眼）
辅助眼（崩落眼）界于掏槽眼与周边眼之间，可多圈布置，其最外圈与周边眼的距离要满足光爆层要求，一般以500～700mm为宜。也可根据岩石条件与炸药类型，按光面爆破要求进行计算。其余崩落眼圈距取600～l000mm，按同心圆布置，眼距为800～1200mm左右。
5.装药结构与起爆技术
合理的装药结构和可靠的起爆技术，应使药卷按时序准确无误起爆，爆轰稳定，完全传爆，不产生瞎炮、残炮、压死、空炮和带炮等事故，并要求装药联线操作简单、迅速和可靠。
（1）传爆方向和炮泥封口
在普通小直径浅眼爆破中，常采用将雷管及炸药的聚能穴向上，引药置于眼底（或倒数第2个）的反向爆破，以增强爆炸应力，增加应力作用时间和底部岩石的作用力，提高爆破效果。
反向爆破引爆的导线较长，装药较麻烦，在有水的炮眼中，要防止起爆药受潮。眼口要用炮泥封堵，其充填长应不少于0.5m。
（2）装药结构与防水措施
在浅眼爆破施工中，过去常用腊纸包药卷和纸壳雷管，并外套防水袋逐卷装填，它对有水的深孔爆破，装药费时，防水性差。施工单位将药卷两端各套一乳胶防水套，并装在长塑料防水袋中，一次可填装4m左右的深眼，能达到装填迅速，质量可靠。也有采用薄壁塑料管，装入炸药和雷管，做成爆炸缆，一次装入炮眼中。这种方式操作简单，可在现场临时加工，防水性能好，既可装入较大直径的高威力炸药，又可填入小直径低威力药卷，满足光面爆破的要求。
与巷道施工一样，掏槽眼与崩落眼的眼孔与药卷间应采用小间隙的连续装药结构，周边眼应采用径向和轴向空气间隙的装药结构。
（3）起爆方法和时序
在深度不大的炮眼中，药卷均采用电雷管起爆。对于深孔或光面爆破，常采用电雷管－导爆索起爆。
立井爆破都是由里向外，逐圈分次起爆，它们的时差应利于获得最佳爆破效果和最少的有害作用。对于掏槽眼和辅助眼，后圈药包应在前圈爆炸后，岩石开始形成裂缝，岩块尚未抛出，残余应力消失之前起爆效果最好，间隔时间一般为25～50ms。周边眼应在邻近一圈的辅助眼爆破后，充分形成自由面，岩块抛出，但尚未落下前（冲击波已减弱）起爆效果最好，其间隔时间取100～150ms。有沼气工作面，总起爆间隔时间不得超过130ms。
应该指出，合理的时差是与岩石性质、工作面条件有关。硬而脆的岩石，或有两个自由面时，时差可小些。炮眼深、眼距大时，可大些。
（4）电爆网路
它包括起爆电源、放炮母线、连接线和电雷管（包括导爆索）所组成的电力起爆系统。
由于井筒断面较大，炮眼多，工作条件较差，为防止因个别炮眼联线有误，而酿成全网路的拒爆，一般不用串联，而用并联或串并联的联线方式。并联电路需要大的电能，它的起爆总电流随着电网中雷管并联数的增加而加大，这就要求有高能量的放炮电源；另一方面应尽量减少线路电阻，所以一般都采用地面的220V或380V的交流电源起爆。
在地面设置专用电源开关盒，井筒内敷设专用爆破电缆，工作面设木桩架起一定高度的裸铝线或裸铁丝作为与电雷管脚线的连接线，组成专用的爆破网络。在有瓦斯的工作面实施爆破时，采用有限时装置的防爆型放炮开关。
由于各雷管的电阻及感度有误差，网络中各分路的电阻也有较大差别，即使总电流满足要求，往往因分路电流分配不匀，也能使某些雷管不能在短时间内同时得到发火电流而造成瞎炮。为此，选用的网路型式要合理。我国立井掘进爆破常用的网路有串联、并联和混联。由于以交流电作起爆电源，故以应用并联或串并联网路为多。图6-4中的四种网路型式中，闭合反向并联方式可使各雷管的电流分配较为均匀。
当其它条件相同时，串并联联线方式可提高单个雷管所得的电流，选择时，力求各串联组的线路电阻相近。但由于串并联连接线较复杂，在施工中用得较少。
不论那种联线方式，均要验算各雷管的放炮电流，其值不应小于雷管的准爆电流。
（a） （b） （c） （d）
图6-4 并联爆破网路图
a－闭合反向并联；b－闭合正向并联；c－不闭合反向并联；d－串并联
目前，立井施工爆破还采用电磁雷管起爆，采用电磁雷管抗杂散电流能力强，爆破比较安全，但同样必须保证起爆电流，方可达到安全起爆。
6.爆破安全
立井井筒施工时的装药、联线和放炮工作，应严格遵守《煤矿安全规程》的有关规定，并应注意下列几点：
①制作药卷必须离井筒50m以远的室内进行，并要认真检查炸药、雷管是否合格，引药只准放炮员携送入井；
②装药前，应先检查放炮母线是否断路，电阻值是否正常。然后将工作面的工具提出井筒，设备提至安全高度，吊桶上提至距工作面0.5m高度。除规定的装药人员与信号工、水泵司机外，其余人员必须撤至地面；
③联线时切断井下一切电源，用矿灯照明，信号装置及带电物也提至安全高度；
④放炮前，检查线路接点是否合格，各接点必须悬空，不得浸入水中或与任何物体接触。当人员撤离井口，开启井盖门，发出信号后，才允许打开放炮箱合闸放炮，放炮工作只能由放炮员执行；
⑤放炮后，检查井内设备，清除崩落在设备上的矸石；
⑥如有瞎炮，必须在班、组长直接指导下，查明原因，或重新联钱放炮，或在距瞎炮0.3m以外处另打新眼，装药放炮。严禁用镐刨引药或用压风吹眼，并要仔细收集炸落未爆的药卷；
⑦穿过有瓦斯煤层时，其安全措施与平巷相同。
(三)爆破图表
由于井筒穿过多种不同岩层，故应根据岩石坚硬性及其构造情况，先大致归并为几大类，再分别编制不同的爆破图表，分类选用。图6-5及表6-4、6-5、6-6为某立井井筒施工的爆破图表。
1.爆破条件
表6-4 爆 破 条 件
序号 名 称 内 容
1 井筒深度 705m
2 掘进直径 7.7m
3 掘进断面 46.57m2
4 岩石类型 表土占4.2%；砂岩占49.25%；泥岩占45.75%；分f≥8及f<6两类
5 瓦斯等级 低瓦斯矿井
6 涌水情况 最大为54m3/h
7 钻眼方式 六臂伞钻
8 炸药类型 水胶炸药
9 炮眼直径 55mm
10 雷管类型 毫秒延期电雷管
2.爆破参数
表6-5 爆 破 参 数
圈别 眼号 眼数
/个 圈径
/m 炮眼
倾角
/° 炮眼深度 炮眼位置 装药量 装药
系数 起爆
顺序 联线
方式 备注
每个
炮眼
/m 每圈
炮眼
/m 眼
间距
/mm 眼
圈距
/m 每个
药包数
/个 炮眼
药量
/kg 每圈
装药量
/kg
1 1～6 6 1.6 90 4.0
(3.4) 24
(20.4) 800
(800) 400
(500) 6
(4) 4.88
(3.25) 29.28
(19.5) 0.67
(0.53) 1.2
(1) 串
联 括号
内数
字为
f < 6
时的
爆破
参数
2 7～16
(7～14) 10
(8) 2.4
(2.6) 90 4.0 40
(32) 742
(995) 850 4
(3) 3.25
(2.44) 32.5
(19.52) 0.45
(0.34) 3
(2)
3 17～32
(15～28) 16
(14) 4.1
(4.4) 90 3.9 62.4
(54.6) 800
(979) 700 4
(3) 3.25
(2.44) 52
(34.16) 0.46
(0.34) 4
(3)
4 33~54
(29~48) 22
(20) 5.8
(6.1) 90 3.9 85.8
(78) 825
(954) 200 (4)
3 3.25
(2.44) 71.5
(48.8) 0.46
(0.42) 5
(4)
5 55~88
(49~84) 34
(36) 7.2
(7.5) 90
(87) 3.9 132.6
(140.4) 664
(654) 4 3.25
(2.13) 110.5
(76.68) 0.46
(0.42) 6
(5) 6
(5)
6 89~122 34 7.6 9. 3.9 132.6 701 1 0.44 14.96 0.27 7
3.炮眼布置
图6-5 炮眼布置图
4.爆破预期效果
表6-6 爆破预期效果
序号 爆破指标 单位 数量
1 炮眼利用率 % 87.9（平均）
2 每循环进尺 m 3.43（平均）
3 每循环爆破实体岩石量 m3 159.74（平均）
4 每循环炸药消耗量 kg 310.74（198.66）
5 单位原岩炸药消耗量 kg/m3 1.94（1.24）
6 每米井筒炸药消耗量 kg/m 90.59（57.90）
7 每循环炮眼长度 m 477.4（325.4）
8 单位原岩炮眼长度 m/m3 2.99（2.04）
9 每米井筒炮眼长度 m/m 139.59（94.87）
10 单位原岩雷管消耗量 个/m3 0.76
11 每米井筒雷管消耗量 个/m 32
注：括号内数值为f<6的爆破参数。
第二节 装岩工作
装岩是立井井筒掘进循环中最重要的一项工作，它既费时又繁重，约占掘进总循环时间的50%～60%。因此，提高装岩效率和机械化水平是加快立井施工的关键。
一、装岩机械
20世纪50年代初，我国从原苏联引进并开始使用БЧ-型气动抓岩机，使井筒施工装岩工作步入机械化。20世纪50年代末，我国自行研制了NZQ-0.11型及HS2-2型抓岩机，具有重量轻、体积小、悬吊方便、故障少、适应性强的特点。这些设备对促进凿井速度的提高，曾起到积极的作用，至今仍在直径4.5～5.0m、深度不超过400m的浅井中广泛使用。目前我国矿山立井井筒基岩施工主要采用NZQ2-0.11型抓岩机、长绳悬吊抓岩机（HS型）、中心回转式抓岩机（HZ型）、环行轨道式抓岩机（HH型）和靠壁式抓岩机（HK型）。煤矿立井施工主要以采用中心回转式抓岩机为主。常用抓岩机的技术特征见表6-7。
表6-7 常用抓岩机的主要技术特征
抓岩机类型 抓斗容积
/ m3 抓斗直径 / mm 技术生产率
/ m3/h 适用井筒
直径 / m 外形尺寸 / mm
(长×宽×高) 质 量
/ kg
闭 合 张 开
人力操作 NZQ2-0.11 0.11 1000 1305 12 不限 6780×6780×4180 655
HS-6 0.6 1770 2230 50 5～8 3240×2907×1740 10290
HS-10 1.0
中心回转 HZ-4 0.4 1296 1965 30 4～6 900×800×6350 7577
HZ-6 0.6 1600 2130 50 4～6 900×800×7100 8077
HZ-10 1.0 2050 2640 80 >7.5 1950×1600×9120 19216
环形轨道 HH-6 0.6 1600 2130 50 5～8 / 8580
2HH-6 2×0.6 1600 2130 80～100 6.5～8 / 13636
靠 壁 式 HK-4 0.4 1296 1965 30 4～5.5 1190×930×5840 5450
HK-6 0.6 1600 2130 50 5～6.5 1300×1100×6325 7340
(一)人力操作抓岩机
人力操作的抓岩机有NZQ2-0.11型小抓岩机和长绳悬吊式抓岩机两种。
NZQ2-0.11型抓岩机，斗容为0.11m3，以压气作动力，人力操作。机体由抓斗、气缸升降器和操纵架三部分组成，见图6-6。在井筒内，它悬吊在吊盘上的气动绞车上。装岩时，下放到工作面；抓岩结束，提至吊盘下方距工作面15～40m的安全高度处。
该机适用于浅井和井径较小的井筒，它与1.0～1.5m3吊桶、手持式凿岩机配套，炮眼深度1.2～2.0m较为适宜。有时为了充分利用原有设备，可在井径5.5～7m的井筒内配置3～4台抓岩机。统计数据表明，每台抓岩机所承担的抓岩面积为12～15m2时，抓岩效率较高。
图6-6 NZQ2-0.11型抓岩机的构造
1－抓片；2－抓斗气缸；3－抓斗机体；
4－起重气缸；5－操纵柄；6－配气阀
长绳悬吊式抓岩机（HS-6型）是20世纪70年代结合我国国情设计的一种简易式立井抓岩设备。该抓岩机由抓斗、悬吊钢丝绳及绞车组成。悬吊绞车安设在地面，由凿井工作面的操作人员操纵升降按钮，实现抓斗的提升和下放；操纵开闭控制阀，实现抓斗片的张开和闭合；用人力推拉移动抓斗，实现在任意点抓取岩石的目的。
长绳悬吊式抓岩机的悬吊绞车为JZ2T10/700型和JZ2T10/900型专用凿井绞车，该类型绞车具有可频繁启动和可逆旋转的良好工作性能。抓斗多采用0.6m3和1.0m3的增力矩抓斗。增力矩抓斗可随着抓片闭合时岩石阻力矩的增大而使抓斗的传动力矩也相应地增大，而且气缸通过钢丝绳悬吊在提吊装置上，见图6-7。另外，当抓斗停用提至安全高度时，抓片始终处于闭合状态，不会自动张开，有利于安全。
根据井筒直径，在工作面可配用1台或2台抓斗。为使抓岩和装岩工作便利，悬吊点的合理位置应靠近吊桶和井筒中心布置。当采用两个吊桶和单台抓斗时，抓斗悬吊点应处于两个吊桶之间；当采用两台抓斗时，应尽量使抓斗悬吊点连线与吊桶中心连线互为正交，并使每个抓斗所承担的装岩面积大致相等。抓斗悬吊高度以80～100m为宜，过高时，钢丝绳摆幅过大，危及安全；过低时，推送抓斗费力。为此，当悬吊高度超过100m时，井筒中应安设导向架（图6-8），并随工作面推进，不断向下移装导向架。吊盘上通过钢丝绳的喇叭口的形状和尺寸应使钢丝绳摆动方便。
该抓岩机构造简单，容易在井筒内布置、吊盘不需增加荷载、压风耗量小、运行费用低、提升抓斗辅助时间少，但抓斗需要人力推送，劳动强度大，机械化程度低，故多应用在浅井工程。由于该抓岩机由工人在井下工作面直接操作，看得清、抓得满、装的准、安全好等优点，因而在多个井筒施工中得到了较广泛的使用。鸡西矿区滴道东风井仅用1台0.6m3斗容的长绳悬吊抓岩机，就曾创造了月成井201m的全国纪录。
(二)中心回转抓岩机
中心回转抓岩机是一种大斗容抓岩机，它直接固定在凿井吊盘上，以压风作为动力，该设备具有使用范围广、适应性强、设备利用率高、动力单一、结构紧凑、占用井筒面积不大，便于井筒布置、安全可靠、操作灵活、维护方便等优点，目前在煤炭矿山得到了普遍的使用。该机由抓斗、提升机构、回转机构、变幅机构、支撑系统和机架等部件组成，见图6-9。
1.抓斗
由抓片、拉杆、耳盘、气缸和配气阀等部件组成。抓片的一端与活塞杆下端铰接，腰部孔通过拉杆与耳盘铰接。司机控制气缸顶端的配气阀，使活塞上下往复运动，致使活塞杆下端牵动八块抓片张合抓取岩石。
图6-7 长绳悬吊抓岩机的增力矩抓斗 图6-8 长绳悬吊抓岩机的布置
1－提吊板；2－钢丝绳；3－钟形梁；4－活塞杆；
5－活塞；6－气缸；7－竖筋板；8－连杆；9－抓片；
10－耳盘；11－支腿；12－环形梁；13－配气阀 1－悬吊天轮；2－地面悬吊专用绞车；3－悬吊钢丝绳；
4－钢丝绳限位滑架；5－吊盘；6－供风管路；7－抓斗；
8－抓岩机控制电缆；9－升降操纵开关；10－抓斗控制阀门
2.提升机构
由气动机、减速器、卷筒、制动器和绳轮机构组成。悬吊抓斗的钢丝绳一端固定在臂杆上，另一端经动滑轮引入臂杆两端的定滑轮，并通过机架导向轮缠至卷筒。司机控制气阀，气动机带动卷筒正转或反转以升降抓斗。制动器与气动机同步动作，当气动机经操纵阀引入压气时，同时接通制动阀气缸松开制动带，卷筒开始转动。反之，当气动机停止工作时，制动带借弹簧张力张紧而制动。除绳轮机构外，整个提升机构安装在回转盘以上的机架上，并设有防水保护罩。
3.回转机构
由气动机、蜗轮蜗杆减速器、万向接头、小齿轮、回转座（内装与小齿轮相啮合的内齿圈）组成。当气动机径操纵阀给气转动时，驱动减速器，通过万向接头带动小齿轮，使其在大齿圈内既自转又公转，以实现整机作360°回转，可使抓斗在工作面任意角度工作。回转座底盘固定在吊盘的钢梁上，回转座防水罩顶端设有回转接头，保证抓岩机回转时不间断地供应压气。
4.变幅机构
由大气缸、增压油缸、两个推力油缸和臂杆组成。大气缸和增压油缸通过一根共用的活塞杆联成一体，活塞杆两端分别装有配气阀和控油阀，由于活塞杆两端的活塞面积大小不同，使增压油缸内的油压增至6.4MPa。增压油缸通过控制阀向铰接在机架与臂杆之间的两个推力油缸供油，推动活塞向上顶起臂杆变幅。打开配气阀，增压油缸内液压随之递减，油液自推力油缸返回增压油缸，臂杆靠自重下降收拢臂杆。
5.固定装置
由液压千斤顶、手动螺旋千斤顶和液压泵站组成。此装置用以固定吊盘，保证机器运转时盘体不致晃动。使用时，先用螺旋千斤顶调整吊盘中心，然后用液压千斤顶撑紧井帮。螺旋与液压千斤顶要对称布置。
6.机架
机架为焊接箱形结构，下部设司机室。司机室的四根立柱为空腔管柱，兼作压气管路，室内装有操纵阀和气压表，用于控制整机运转。
图6-9 中心回转抓岩机
1－抓斗；2－机架；3－臂杆；4－变幅油缸；
5－回转结构；6－提升绞车；7－回转动力机；
8－变幅气缸；9－增压油缸；10－操作阀和司机室
抓岩机的布置要与吊桶协调，保证工作面不出现抓岩死角。一套单钩提升时，吊桶中心和抓岩机中心各置于井筒中心对应的两侧；采用两套单钩提升时，两个吊桶应分别置于抓岩机中心两侧；采用一套双钩提升，一套单钩提升时，3个吊桶亦应分别置于抓岩机中心两侧。为防止吊盘偏重，抓岩机应尽量靠井筒中心布置，但需预留出激光通过孔。抓岩机中心通常偏离井筒中心650～700mm，而HZ-10型抓岩机通常为900mm。
为了安全，地面可增设凿井绞车，以便对抓岩机进行辅助悬吊，通常可与伞钻合用一台悬吊绞车。
抓岩机主机安装时，应先将吊盘下放到离工作面一定距离，即HZ-4型、HZ-6型距工作面为4～5m处，HZ-10型为7～8m处，然后主机下放到工作面，慢慢将主机直立起来，使回转支承座对准下层吊盘的两根横梁上。对准安装位置后用L型或U型螺桂固定，使主机与吊盘钢梁连成一体。
抓岩机提升机构安装时，应先将提升气动绞车下放到吊盘上，然后将其装在回转机架的左右梁上，找正位置，紧固螺栓。
抓岩机抓斗安装时，应将抓斗下放到工作面，但要注意将连接盘与气缸捆住，以防下放过程中活塞杆下落，抓片自动张开。
抓岩机支撑系统安装与固定时，应先将支撑系统下放到下层盘上．其安装与固定和环形轨道式抓岩机基本相同。
(三)环形轨道抓岩机
环形轨道抓岩机也是一种大斗容抓岩机，它直接固定在凿井吊盘的下部上，以压风作为动力，抓斗容积为0.6m3，有单抓斗和双抓斗两种。该机型具有固定简单、结构合理、动力单一、生产能力大、机械化程度高、抓岩地点不受限制、不存在死角。特别是2HH-6型抓岩机，由于双抓斗能同时工作，在清底时1台抓斗能用于集中矸石，另1台装吊桶，配合默契，缩短了清底时间。当1台发生故障时，另l台仍能继续工作，保证抓岩工作连续进行。
环形轨道抓岩机维护、检修较方便。其不足之处是环形轨道直径必须与井筒直径相适应，因此，其通用性及利用率的提高相对较困难。
环形轨道抓岩机在掘进过程中随吊盘一起升降。机器由一名（双抓斗两名）司机操作，抓斗能作径向和环行运动。全机由抓斗、提升机构、径向移动机构、环行机构、中心回转装置、撑紧装置和司机室组成，抓岩机的构造见图6-10。
1.抓斗
抓斗的结构及工作原理与中心回转抓岩机相同。
2.提升机构
由气动机、卷筒、减速器、吊架、制动装置和绳轮组成。提升钢丝绳的一端固定在吊架上，另一端经与抓斗连接的绳轮缠绕并固定在卷筒上。绳轮侧板上端设有挂链，以备机组停用时，将抓斗挂于提升绞车底部的保险钩上。绳轮由封闭罩保护，防止岩块掉入绳槽。整个提升绞车经吊架挂在行走小车上。绞车制动是以弹簧推动了一个内圆锥刹车座，使其直接压紧气动机齿轮花键轴一侧的园锥面刹车座，当向气动机供风时，首先收回制动弹簧打开刹车，卷筒转动。停风时，弹簧自动顶出刹住绞车。
图6-10 环形轨道抓岩机
1－液压千斤顶；2－手压泵及泵站，3－手动螺旋千斤顶；4－中心轴；
5－环行轨道；6－环行小车；7－悬梁；8－司机室，9－行走小车；
10－抓斗；11－凿井吊盘的下层盘
3.径向移动机构
由悬梁、行走小车、气动绞车和绳轮组成。悬梁是由两根槽钢为主体的结构件，一端连中心轴，另一端通过环行小车支撑在环行轨道上，行走小车的牵引气动绞车置于悬梁中间，引绳经卷筒缠绕6～7圈后，其两端分别绕越悬梁两端的绳轮，并固定在行走小车两侧。启动气动机、卷筒回转，借摩擦牵动引绳，驱动行走小车以悬梁下翼缘为轨道作径向移动。
4.环行机构
由环行轨道和环行小车组成。环行轨道是钢板焊接的4块弧形结构件，其直径因井筒净径而异，用螺栓固定在凿井吊盘下层盘的圈梁上，供环行小车带动悬梁作圆周运动。环行小车由功率为4.4kW的气动机驱动，使小车沿环行轨道行驶。
5.中心回转装置
由中心座、支架和进气管组成。中心回转轴固定在通过吊盘中心的主梁上，用于连接抓岩机和吊盘。回转轴下端嵌挂悬梁，为悬梁的回转中心。回转中心留有直径为160mm的空腔作为测量孔。此外，回转轴上设供气回转接头，压气自吊盘上的压风管经中心轴支架的通道、回转接头进入抓岩机总进风管，保证机器转动时，压气始终畅通。
6.吊盘固定装置
与中心回转抓岩机相同。
7.司机室
由型钢和钢板焊接而成。通过顶板上的支架和连接架分别与悬梁和环行小车的从动轮箱相连，并随悬梁回转。司机室内装有总进气阀，压力表，操纵阀等。由司机集中操纵机器的运转。
2HH-6型双抓斗环行轨道抓岩机在中心轴装有上下两个回转体，中间用单向推力轴承隔开，提升机构和抓斗分别随上下两个悬梁回转。两个环行小车分别有高底座和低底座连接在悬梁上，通过底座的高差，使两台环行小车车轮落在同一环行轨面上。
环形轨道回转机构安装时，通常将环轨拆卸成4段下井。先将环形轨道放于下层吊盘的圈梁上，然后用螺栓将4段环形轨道相互对接上；安装中心回转机构，把中心轴支座落在下层吊盘预留中心位置的连接粱上，并用螺栓连接；再以中心轴为基准，找正环形轨道，然后将环形轨道与下层吊盘的圈梁用螺栓连接即可。
悬梁和环行小车安装时，将气动绞车和主、从动轮箱分别装在悬梁和底座上．安装时要注意使中心轴的回转体出气口对准悬梁，然后推悬梁沿圆周正、反各转一圈，检查转动是否灵活，小车轮子在轨面上运行是否正常，有无碰撞的地方。若用双抓斗时，应检查一下当两个悬梁夹角为45°时是否碰撞。环行小车停车点应规定在便于司机上、下的地方。双抓斗应分别装在相对位置上，使吊盘受力平衡。
支撑系统安装时，由于支撑系统设于下层吊盘的盘面上，它由液压千斤顶、手动螺旋千斤顶等构成。支撑液压千斤顶通常用4～5个，其布置方式可用对称布置或等分均匀布置，不论应用何种布置方式，其底座要焊在下盘盘面靠主梁或副粱上。当抓岩机组装完后，将吊盘上升距工作面15～20m，进行支撑系统的固定。
环行轨道抓岩机一般适用于大型井筒，当井筒净直径为5～6.5m时，可选用单斗HH-6型抓岩机；井筒净直径大于7m时，宜选用双斗2HH-6型抓岩机，适用的井筒深度一般大于500m，可与FJD-9型伞型钻架和3～4m3大吊桶配套，采用短段作业较为适宜。
上述中心回转抓岩机和环形轨道抓岩机，在煤矿立井井筒掘进中，应用比较广泛，尤其是中心回转抓岩机，由于其通用性而得到了普遍的推广使用。
此外，还有靠壁式抓岩机，但由于煤矿围岩松软，抓岩机锚固困难，故目前多用在岩石坚硬的金属矿山井筒掘进工作中。
二、装岩生产率
装岩生产率是指单位时间装入吊桶的矸石量（松散体）。由于装岩条件的不断变化，装岩生产率有最高生产率，最低生产率和平均生产率三个参数，它是衡量装岩技术水平的一项重要指标。影响装岩生产率的因素很多，分析这些影响因素，对提高装岩生产率很有意义。其主要影响因素有：
（1）装岩设备的技术性能，加工质量和维修水平；
（2）装岩机司机的操作熟练程度；
（3）爆破效果（岩石块度、一次爆破矸石量、工作面的平整度）；
（4）井筒涌水量的大小，以及岩石硬度；
（5）吊桶容积，数量和排矸能力；
（6）压气压力等。
对于不同的井筒，装岩生产率可经实测确定。就单机而言，亦可按下式估算：
（6-2）
式中 Q－抓岩机的装岩生产率，m3/h；
K1—抓岩机的工时利用率，它与操作技术、吊桶容积、提升方式和速度等有关，根据不同情况可取0.6～0.9；
K2—抓斗装满系统，它与岩石硬度、块度大小有关，当条件适宜时，抓满度往往还可大于抓斗的理论容积，一般取1.0～1.3；
K3—压气影响系数，压力以0.5MPa为标准，每增大0.1MPa生产率可提高7%～8%；
q—抓斗理论容积，m3；
t—抓岩一次循环时间，s。
提高抓岩机的工时利用率、提高抓斗抓满系数、装桶准确、缩短一次抓取循环时间、加深炮眼、减少机械故障等是提高装岩生产率的关键。为了提高装岩生产率，亦可采取下列几项措施：
（1）抓岩司机要经过严格的技术培训，操作技术要熟练。抓岩设备应严格执行检修保养制度，提高技术水平，减少机械故障，提高抓岩机的工时利用率。
（2）选择合理的爆破参数，改进爆破技术，改善岩石的破碎程度，增加一次爆破岩石量，对于提高装岩生产率有着密切的关系。
（3）提高提升能力，加大吊桶容积，减少吊桶提升休止时间，充分发挥抓岩机的生产能力。
（4）选择合理的抓斗容积和吊桶容积，提高抓斗利用率。
（5）当采用人力操作的抓岩机时，还应合理的配备工作面上同时作业的抓岩机的台数，使其布置合理，协同作业，减少干扰。
（6）综合治水，打干井，改善作业条件。
总之，抓岩生产率与多种因素有关，对于不同的施工条件，需要因地制宜，采取有效措施，提高装岩生产率。
第三节 提升及排矸
立井井筒施工中，为了排除井筒工作面的矸石、下放器材、设备以及提放作业人员，应在井内设置提升系统。这套提升系统稍加改装，还应能服务于车场巷道施工和井筒永久装备。凿井提升系统选择是否合理，不但直接影响凿井装矸作业和凿井施工速度，而且还会影响建井后期工作的顺利开展。
凿井提升系统由提升容器、钩头联接装置、提升钢丝绳、天轮、提升机以及提升所必备的导向稳绳和滑架等组成。凿井期间，提升容器以矸石吊桶为主，有时也采用如底卸式下料吊桶和下料框等容器。当转入车场和巷道施工时，提升容器则由吊桶改为凿井罐笼。
立井开凿时，为了悬挂吊盘、砌壁模板、安全梯、吊泵和一系列管路缆线，必须合理选用相应的悬吊设备。悬吊系统由钢丝绳、天轮及凿井绞车等组成。
一、提升容器及附属装置
(一)吊桶及附属装置
1.吊桶
吊桶主要用于提升矸石、升降人员和提放物料。当井内涌水量小于6m3/h时，还可以用于排水。目前我国使用的矸石吊桶，根据不同卸矸方式分挂钩式和座钩式两种。他们的容积分别为0.5、1.0、1.5、2.0m3和2.0、3.0、4.0、5.0m3两组标准系列，其技术规格见表6-8。
表6-8 矸石吊桶主要规格
吊桶形式 吊桶容积
/m3 桶体外径
/mm 桶口直径
/mm 桶体高度
/mm 吊桶全高
/mm 桶梁直径
/mm 质 量
/kg
挂钩式 0.5 825 725 1100 1730 40 194
1.0 1150 1000 1150 2005 55 348
1.5 1280 1150 1280 2270 65 478
2.0 1450 1320 1300 2430 70 601
座钩式 2.0 1450 1320 1350 2480 70 728
3.0 1650 1450 1650 2890 80 1049
4.0 1850 1630 1700 3080 90 1530
5.0 1850 1630 2100 3480 90 1690
2.附属装置
附属装置包括钩头联接装置、滑架和缓冲器。矸石吊桶经钩头联接装置悬挂在钢丝绳上。因而联接装置应具备足够强度、摘挂方便和防脱钩装置。为防止吊桶提放时旋转，应在钩头上设缓转器。钩头的形式见图6-11，规格见表6-9。
表6-9 凿井提升钩头规格
型 式 规 格
/t 钩头装置高度
/mm 总 质 量
/kg 适用钢丝绳直径
/mm 适用吊桶容积
/m3
Ⅰ 3.6 1184.5 87 23-26 1.5及以下
5. 1282.0 110 26-28 2.0
7.0 1493.0 145 31-35 3.0
Ⅱ 7.0 1538.0 160 31-35 3.0
9.0 1738.0 190 37-40 4.0
11.0 1853.0 215 40-43 5.0
为避免吊桶提升时摆动，采用滑架导向，保证吊桶平稳地沿稳绳运行。滑架位于钩头联接装置上方。滑架上设保护伞以保证作业人员升降的安全。滑架的形式见图6-12，规格见表6-10。
为了防止吊桶提放时钩头联接装置撞击滑架和滑架撞击稳绳，在钩头联接装置上方和稳绳末端设缓冲器，缓冲器结构见图6-13。
(二)底卸式材料桶及下料框
底卸式材料桶用于凿井砌壁时下放混凝土搅拌。底卸式吊桶的容积包括1.2、1.6、2.0m3和新研制的2.0及2.4m3共五种，其技术规格见表6-11。
表6-10 滑架技术规格
滑架跨距
/m 适 用 范 围 高宽之比 最大宽度
/mm 质 量
/kg
吊桶容积
/m3 吊桶最大外径
/mm
1.40 1.0 1150 1：2 1470 96
1.55 1.5 1280 1：2 1620 108
1.70 2.0 1450 1：2 1770 120
1.85 3.0 1650 1：2 1930 173
2.05 4.0 1850 1：2 2130 196
2.20 5.0 1850 1：2 2280 213
表6-11 底卸料桶技术规格
型 号 容 积
/m3 桶口直径
/mm 桶体上部直径
/mm 底座直径
/mm 桶身高
/mm 全 高
/mm 质 量
/kg
TDX-1.2 1.2 1320 1450 1454 1485 2757 815
TDX-1.6 1.6 1320 1450 1454 1730 3004 882
TDX-2.0 2.0 1450 1650 1463 1945 3200 1066
DX-2.0 2.0 1450 1650 1465 2100 3540 1400
HTD-2.4 2.4 1450 1650 1465 2000 3340 1250
(三)凿井罐笼
在井底车场及巷道施工阶段，矸石、人员及器材设备的提放由凿井罐笼完成。它由上盘、下盘（双层罐笼时有中盘）、侧体、车挡、扶手、罐帘、淋水棚及悬吊装置等部件组成。通常采用提放MG1.1-6型矿车的单车单层、双车单层和双车双层等三种罐笼。为了增大提升能力，可采用提放MG1.7-6型矿车的凿片罐笼，其技术规格见表6-12。
图6-11 凿井提升钩头 图6-12 吊桶导向滑架 图6-13 缓冲器
表6-12 凿井罐笼技术规格
矿 车 罐笼型式 罐笼外形尺寸
长×宽×高
/mm 质 量
/kg 钢丝绳罐道
中心平面尺寸
/mm 额定乘罐人数
上层 下层
MG1.1-6 单层单车 2540×1312×4859 1960 1321×1830 14 0
单层双车 4660×1312×5960 3130 1232×3800 27 0
双层双车 4660×1312×7201 3730 1232×3800 14 14
MG1.7-6 单层单车 3160×1574×5205 2695 1494×2410 23 0
单层双车 5660×1574×5998 4700 1494×4694 40 0
双层双车 5660×1574×7555 4953 1494×4670 23 23
二、提升方式
立井开凿时采用的提升方式有单钩提升和双钩提升两种。单钩提升时，提升机使用一个工作卷筒和一个终端荷载；而双钩提升时，提升机的主轴上使用两个工作卷筒，并各设一个终端荷载，只是两荷载的提升方向相反。
20世纪50～70年代末期，立井井筒施工提升方式以一套单钩或两套单钩为主。到80年代初期，随着井筒直径加大、深度加深及专用凿井提升机的问世，在直径大于7m、深度大于600m的井筒，已过渡到一套双钩配一套单钩的提升方式。
提升方式，应根据井筒的直径、深度和作业方式而选定。合理配置提升系统对立井施工具有重要意义。矸石提升系统可有如下几种配置方式：一套单钩提升；一套双钩提升；两套单钩提升；一套单钩提升和一套双钩提升；三套单钩提升。
我国常采用的提升方式有一套单钩、两套单钩、一套双钩配一套单钩等三种方式。使用一套双钩或三套单钩的形式较少。
一套单钩用于单行作业、混合作业，适用于直径不大于5m（含5m）、深度不大于300m的井筒，若将来在井巷改装期作临时罐笼提升时，则一开始就应选用双卷筒提升机。两套单钩用于单行作业、混合作业、平行作业，适用于直径5.5～6m，深度600m左右的井筒，若将来在井巷过渡期改装作临时罐笼提升时，则其中1台将来用于临时罐笼的提升机一开始就应选用双卷筒。一套双钩用于单行作业、混合作业，适用于直径大于5.5m（含5.5m），深度在400m左右的井筒。一套单钩和一套双钩用于单行作业、混合作业、平行作业，适用于直径6.5～8.0m，井筒深度600～1000m的井筒。三套单钩用于单行作业、混合作业、平行作业、一次成井，适用于直径大于6.5m（含6.5m），井筒深度在400m以上的井筒，但目前采用较少。
立井井筒提升系统首先应能满足井筒掘进时抓岩生产率和立井快速施工的要求，然后还应满足车场巷道施工时矸石提升的要求。此外，凿井提升所需的安装时间要短，操作要方便，要能保证井上下安全生产。总之配置的提升系统要具备优越的综合经济效果。
提升能力与吊桶容积和吊桶一次提升循环时间直接相关。吊桶容积越大，一次提升循环时间越短，则提升能力就越大。
单钩提升不需调绳，使用起来比双钩提升简便、安全、可靠?? |
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