井巷工程课程设计.docx
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井巷工程课程设计
井巷工程课程设计
姓名：
www
学院：
www
专业：
采矿工程
班级：
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学号：
www
指导老师：
www
前言
煤炭工业是国民经济中的基础工业，它为许多重要工业部门提供原料和能源。
我国能源结构以煤为主的格局在今后较长的一段时间内不可能改变，国民经济的发展将对煤炭产业的增长提出更高的要求。
而煤炭工业生产的发展，又取决于煤炭工业基本建设及开拓延伸工作能否及时的、持续不断的提供煤炭的场地。
所以为了更好的将所学到的知识运用到实践当中，学习井巷课程设计是《井巷工程》课程的重要环节之一。
为了使我们对《井巷工程》这门课程中所学的基本知识、基本理论及基本方法有个全面系统的掌握，并进行井巷设计和施工设计。
通过本设计，我们将对《井巷工程》课程有个深入的全面的了解，并学会利用各种工具书及参考文献资料来解决设计中相关的问题。
巩固提高所学的专业知识，使其理论联系实际。
培养和锻炼学生独立工作能力，分析和解决问题的能力。
培养学生在设计、计算、绘图、查阅和运用科技文献资料、正确编写专业技术文件等方面的能力。
熟悉煤炭工业有关的方针政策、规程、规范和技术规定等，充分开发智力潜力，建立全面经济观念，为毕业后工作奠定坚实的基础。
由于本人水平有限，不足之处还请老师谅解并指证。
第1章、运输大巷断面设计
第一节、净断面尺寸设计
第二节、断面水沟和管线布置
第三节、掘进断面尺寸设计
第四节、计算工程量、材料消耗并编制相应表格
第五节、运输大巷断面图
第2章、巷道掘进爆破说明书及爆破图标，巷道循环作业图表
第一节、爆破说明书和爆破图表
第二节、巷道循环作业图表
第3章、交岔点平面尺寸设计及施工
第一节、交岔点平面尺寸设计
第二节、交岔点墙高设计
第三节、计算工程量、材料消耗、编制工程量及材料消耗表
第四节、施工方法
第五节、交岔点平面图，主巷、支巷及最大宽度处的断面图
参考文献
设计题目：
某煤矿年设计生产能力为240万吨，采用中央分列式通风。
由于上部水平煤炭资源即将采完，须延伸到下一水平生产。
据勘测，运输大巷穿过的岩层稳定性较好，岩石的坚固系数15，最大涌水量为120m3/h,该水平瓦斯涌出量为12m3/t.轨距采用600mm。
采用直墙拱形巷道断面。
运输大巷掘进至采区下部车场，需要开岔。
试设计：
1、运输大巷直线断的断面及支护参数；
2、运输大巷掘进施工爆破参数；
3、下部车场与运输大巷交叉点（机车的运行速度为2m/s）。
第1章、运输大巷断面设计
巷道断面设计是矿井开采设计中的一个重要组成部分，贯穿矿井服务年限，属于施工图设计的范畴。
设计的巷道断面直接作为井下巷道施工的依据，也是进行井下工程概预算的依据。
巷道断面设计的原则是：
在满足安全、生产和施工要求的条件下，力求提高断面利用率，取得最佳的经济效果。
巷道断面设计的内容与步骤是：
首先，根据巷道的服务年限、用途和围岩性质，选择巷道断面形状和支护方式；其次，根据巷道中多通过的设备尺寸、支护参数与道床参数、通风量和行人要求等确定巷道净断面尺寸（并进行风速验算），计算巷道的设计掘进断面的尺寸，并按允许的超挖值，求算出巷道的计算掘进断面尺寸；然后，布置水沟和管缆；最后绘制出巷道断面施工图，编制巷道特征表和每米巷道工程量及材料消耗表。
第1节、净断面尺寸设计
1、选择巷道断面形状
年产240万吨的大型矿井下一水平的运输大巷，一般服务年限在50年以上，采用600mm轨距双轨运输的大巷，其净宽在3m以上，又穿过很坚硬较稳定的岩层，故选用螺纹钢树脂锚杆与锚喷混凝土支护，半圆拱形断面。
2、确定巷道净断面尺寸
（1）确定巷道净断面宽度B
因该矿井为高瓦斯矿井瓦斯绝对涌出量为61m3/min，根据安全规程必须建立瓦斯抽采系统，进行采前预抽，则采用架线式电机车，查表3-2知ZK10—6/250电机车宽A1=1060mm，高h=1550mm;3t底卸式矿车宽1200mm，高1400mm，故选A1=1200mm
根据《煤矿安全规程》取巷道人行道宽c=1000mm，非人行道一侧宽a=500mm。
又查表3-3知本巷双轨中线距b=1500mm，两侧电机车之间距离为：
1600-（1200/2+1200/2）=400mm>200mm
故巷道净宽度:
B=a1+b+c1=（500+1200/2）+1500+（1200/2+1000）=4200mm
（2）确定巷道拱高h0
圆弧形巷道拱高：
h0=B/2=2100mm
圆弧形巷道半径：
R=h0=2100mm
（3）确定巷道壁高h3
1、按架线电机车导电弓子要求确定h3
由表3-7中半圆拱形巷道拱高公式得h≥h4+hc–√（R-n）2-（K+b1）2式中h4—轨面起电机车架线高度，按《煤矿安全规程》取h4=2000mm；
hc—道床总高度。
查表3-10选30kg/m钢轨，再查表3-5得hc=410mm，道楂高度hb=220mm；
n—导电弓子距拱壁安全间距，取n=300mm；
K—导电弓子宽度之半，K=800/2=400；
b1—道轨中线与巷道中线间距，b1=B/2-a1=4200/2-1100=1000mm
故h3≥2000+400-√（2100-300）2-（400+1000）2=1269mm
2、按管道装设要求确定h3
h3≥h5+h7+hb–√R2–（K+m+D/2+b2）2
式中h5—渣面至管子底高度，按《煤矿安全规程》取h5=1800mm，h7—管子悬吊件总高度，取h7=900mm，
m—导电弓子距管子间距，取m=300mm；
D—压气管法兰盘直径，D=335mm；
b2—轨道中线与巷道中线间距，b2=B/2-C1=4200/2-1600=500mm。
故h3≥1800+900+220-√21002-（400+300+335/2+500）2=1327mm
3、按人行道高度要求确定h3
式中，j为距巷道壁的距离。
距墙壁j处的巷道有效高度不小于1800mm。
j≥100mm，一般取200mm
h3≥1800+220-895=1125mm
综上计算，并考虑一定的余量、确定本巷道壁高为h3=1720mm，则巷道高度为H=h3-hb+h0=1720-220+2100=3600mm。
（4）确定巷道净断面积S和净周长P
由表3-7得净断面积S=B（0.39B+h2）
式中h2——道砟面以上巷道壁高，h2=h3-hb=1720-220=1500mm
所以
S=4200*（0.39*4200+1500）=13.2m2
净周长P=2.57*B+2*h2=2.57*4200+2*1500=13.8m
（5）用风速校核巷道净段面积
查表3-9，知Vmax=8m/s，又已知年生产能力为240万吨，瓦斯涌出量为12m3/t（61m3/min）采取了采前预抽的措施，所以瓦斯浓度对通风影响不大，根据通风安全课程设计知运输大巷通过的风量为矿井总风量，则依题意结合采矿学，通风安全学，井巷工程，煤矿安全规程设计并计算矿井总风量约为：
Q=（48+9+6+2）*1.2=78m3/s
已知通过大巷风量Q=78m3/s,代入公式得
V=Q/S=78/13.2=5.9<8m/s
设计的大巷净断面面积，风速没有超过规定，可以使用。
第2节、断面水沟和管线布置
1、水沟布置
已知通过巷道的水量为120m/h，现采用水沟坡度为5‰，由《井巷工程》查表3-12得：
水沟深度350mm，水沟净断面积为0.114m2,水沟掘进断面积为0.139m2,每米水沟盖板用钢筋1.336kg，混凝土0.0226m3,水沟用混凝土0.099m3。
一般要求如下：
1、水平巷道及倾角小于16度的倾斜巷道的水沟，一般布置在人行侧。
当非人行侧有适当空间时，亦可布置水沟，但应尽量避免水沟穿越轨道和输送机。
2、在倾角大于16度的巷道中，当涌水量小或巷道较窄时，水沟与人行台阶可在巷道同侧平行或重叠布置；当涌水量较大或巷道较宽时，水沟和人行台阶可分设在巷道两侧。
3、专用排水巷道、中间设人行道的巷道、有底鼓的巷道和铺设整体道床的巷道，水沟也可布置在巷道中间。
4、巷道横向水沟，一般应布置在含水层的下方、上（下）山下部车场的上方、胶带机接头硐室的下方或出水点初。
（2）管线布置
（1）管道的布置为了安全、架设与检修的方便，应符合如下要求：
1、管道应布置在人行道一侧，管道的架设一般采用托架、管墩及锚杆吊挂等方式，并要考虑检修的方便；若架设在人行道上方管道上方，管道下方距道砟或水沟盖板的垂直高度不应小于1800mm，若架设在水沟上，应以不妨碍水沟清理为原则。
锚喷支护的主要运输巷道，可将管路锚吊在行人侧的顶部。
2、当管道与管道呈交叉或平行布置时，应保证管道之间有足够的更换距离。
管道架设在平巷顶部是时，应不妨碍其他设备的维修与更换。
3、管道与运输设备之间必须留有不小于200mm的安全距离。
（2）电缆布置一般有如下要求：
1、电力电缆和通讯电缆一般不要敷设在巷道的同一侧。
如受条件限制设在同一侧时，通讯电缆设在动力电缆上方0.1m以上的距离处，以防电磁场作用干扰通讯信号。
2、电缆与压风管、供水管在巷道同一侧敷设时，必须敷设在管子上方，并保持0.3m以上的距离。
3、电缆悬挂高度应保证当矿车掉道时不会撞击电缆，或者电缆发生坠落时，不会落在轨道上或运输设备上，所以电缆悬挂高度一般为1.5~1.9m，电缆到巷道顶板的距离不小于300mm；电缆两个悬挂点的间距不大于3.0m；电缆与运输设备之间距离不小于0.25m，电缆与风筒相互之间应保持0.3m以上距离。
4、高压电缆和低压电缆在巷道同侧敷设时，相互之间距离大于0.1m以上。
高压电缆之间、低压电缆之间的距离不得小于50mm，以便摘挂方便。
5、有煤尘瓦斯突出煤层中的回风巷，禁止设置动力电缆。
第3节、掘进断面尺寸设计
（1）选择支护参数
采用锚喷支护，根据巷道净宽4.2m、穿过较稳定岩层、服务年限大于50年等条件，确定选用锚固可靠、锚固力大的树脂锚杆，杆体为Φ18mm螺纹钢，每孔安装两个树脂药卷，锚固长度≥700mm，设计锚杆预紧力≥40kN，锚固力≥80kN。
锚杆长度2.0m，成方形布置，其间排距0.80m×0.80m，托板为8mm厚150mm×150mm的方形钢板。
喷射混凝土层厚T1=100mm，分两次喷射，每次各喷50mm厚。
故支护厚度T=T1=100mm。
锚杆支护的作用原理：
1、悬吊理论2、组合梁理论3、组合拱理论4、最大水平应理论
喷射混凝土的机理：
1、加固与防治风化作用2、改善围岩应力状态作用3、柔性支护结构作用4、与围岩共同作用
锚喷支护是锚杆与喷射混凝土联合支护的简称，二者又可单独使用，成为锚杆支护与混凝土支护。
锚杆支护还可与金属网联合进行支护。
它具有施工速度快、施工机械化高、成本低及节约材料等优点。
本巷道穿过坚固性系数为6~8的中等稳定的岩层，因此我们选择的是锚喷支护。
（1）锚喷支护的优点：
锚喷支护突破传统的支护形式和支护理论，不再是消极的承受围岩压力，而是尽量保持围岩的完整性，限制岩石的变形、位移和裂隙发展，充分发挥岩体自身的支承作用。
把围岩从荷载变为承载，变消极因素为积极因素，这是锚喷支护和一切旧支护形式最根本最本质的差别，也是锚喷支护大大优于其他支护形式的根本所在。
我国矿山大量使用锚喷支护的实践证明，锚喷支护不但可以用于比较稳定的岩层中，而且可以用于破碎带、断层带、有底鼓受强烈采动地压影响的巷道和大跨度的硐室。
锚喷支护与其他支护形式相比，在技术上和经济上具有以下优越性：
1、由于锚喷支护是高压喷射成的混凝土层，致密、强度高，能提高井巷围岩的自身稳定性和承载能力，并与岩层构成共同承载整体。
这样，支护厚度可减薄一半以上，掘进断面可减少10％~20％。
工艺简单，操作方便，混凝土、砂浆直接喷到岩面，省去立模、拆模邓繁琐工序，节省了木材和钢材。
2、机械化程度高，减轻工人的笨重体力劳动。
在平巷和立井施工中，料石砌碹，每个工人一个班搬运料石多则一万多井，而锚喷支护，除喷射手劳动强度较大外，其余工序都是机械操作。
随着平巷喷射混凝土简易机械手的推广，以及立井喷射机械手的使用，为实现锚喷支护全部机械化施工打下良好的基础。
3、施工速度快、效率高，可以实现远距离输料，占用巷道空间少，为快速掘进，掘喷平行作业创造有利条件，平巷中锚喷支护功功效一般为0.2~0.35米/工，每米成巷3~5个工，掘进速度为100~120米/月。
最高700米/月以上，而料石碹每米成巷10~15个工，一般掘进速度为60~70米/月。
最高240米/月。
4、锚喷支护可以紧跟工作面，取消临时支护，基本上解决支护落后掘进的矛盾。
支护后的巷道失修率低，维护方便，并且可以处理冒顶，有利于安全生产。
5、节约坑木，减少巷道维修量。
锚喷支护的巷道局部破坏时，只在破坏处进行补喷即可，而坏棚坏碹返修时间需要全部拆除，重新砌碹和架棚。
（2）选择道床参数
根据巷道通过的运输设备，已选用30kg/m钢轨其道床参数hc与hb分别为410mm和220mm，道砟面至轨道面高度为ha=hc-hb=410-220=190mm，采用钢筋混凝土轨枕。
（查表3-5与3-10与3-11）道床参数的选择是指钢轨型号,轨枕规格和道砟高度三者的确定。
对轨道敷设的要求是：
钢轨的型号应与行驶车辆的类型相适应，轨道敷设应平直，且具有一定的强度和弹性；在弯道处，轨道连接应光滑，接运输巷道内同一线路必须采用同一型号的钢轨；道岔的型号不得低于线路的钢轨型号；在倾角大于15°的巷道中，轨道的辅设应采取防滑措施。
轨枕的类型和规格应与选用的钢轨型号相适应。
（三）确定巷道掘进断面尺寸
由《井巷工程》表3-7计算公式得：
巷道设计掘进宽度B1=B+2T=4200+200=4400mm=4.4m
巷道计算掘进宽度B2=B1+2δ=4400+2*75=4550mm=4.55m
巷道设计掘进高度H1=H+hb+T=3600+220+100=3920mm=3.92m
巷道计算掘进高度H2=H1+δ=3920+75=3995mm=3.995m
巷道设计掘进断面积S1=B1（0.39B1+h3）=4400（0.39*4400+1720）=mm2取S1=15.12m2
巷道计算掘进断面积S2=B2（0.39B2+h3）=4550（0.39*4550+1720）=mm2取S2=15.9m2
第4节、计算工程量、材料消耗并编制相应表格
由表3-7计算公式得：
每米巷道拱与墙计算掘进体积V1=S2x1=15.9x1=15.9m³
每米巷道墙角计算掘进体积V3=0.2（T+δ）x1=0.2x0.175=0.04m³
每米巷道拱与墙喷射材料消耗
V2=[1.57（B2-T）T1+2h3T1]x1=1.57（4.2-0.10）x0.10+0.344=0.99m³
每米巷道墙脚喷射材料消耗V4=0.2T1x1=0.2x0.10x1=0.02m³
每米巷道喷射材料消耗（不包括损失）V=V2+V4=0.99+0.02=1.01m³每米巷道锚杆消耗N=（P-0.5a）/aa'
式中P—计算锚杆消耗周长，
P=1.57B2+2h3=1.57x4550+3440=10.58m;
a、a'—锚杆间距和排距，a=a,=0.8m。
所以N=（10.58-0.5*0.8）/（0.8*0.8）=15.9根
折合重量为：
15.9*[lπ（d/2）2ρ]=15.9（2.0*3.14*（0.018/2）2*7850]=63.50kg
式中l——锚杆长度，l=2.0mm；
d——锚杆直径，d=18mm；
ρ——锚杆材料密度，ρ=7850kg/m³。
由于梅根锚杆安装2个树脂药卷，则每米巷道树脂药卷消耗：
M=2*N=31.8支
每排锚杆数为：
N*0.8=15.9*0.8=12.72≈13根
每排树脂药卷数：
M*0.8=31.8*0.8=25.44≈25支
每米巷道粉刷面积：
Sn=1.57B3+2h2
式中B3——计算净宽，B3=B2-2T=4.55-2x0.10=4.35m
故Sn=*1.50=9.83m²
运输大巷每米工程量及材料消耗
围岩类别
计算掘进工程量/m³
锚杆
数量
材料消耗/mm
粉刷面积/m²
巷道
墙脚
喷射材料/m³
锚杆
钢筋/kg
树脂药卷/支
Ⅲ
15.9
0.04
15.9
1.01
63.5
31.8
9.83
第5节、运输大巷断面图
围岩类别
断面
面积/m²
设计掘进尺寸/mm
喷射厚度
锚杆/mm
净周长/m
净面积
设计掘进
宽
高
型式
排列方式
间、排距
锚杆长
直径
Ⅲ
13.2
15.1
4400
3920
100
螺纹钢树脂锚杆
方形
800
2000
18
13.8
运输大巷特征
第2章、巷道掘进爆破说明书及爆破图标，巷道循环作业图表
第1节、爆破说明书和爆破图表
1、爆破说明书
爆破说明书是井巷施工组织设计中的一个重要组成部分，是指导、检查和总结爆破工作的技术文件，其主要内容包括有：
（1）爆破工程的原始资料
本运输大巷服务年限位50a以上，采用600mm轨距双轨，选用锚喷支护、直墙半圆拱断面。
巷道净宽、净高分别为：
4200mm、3600mm，巷道内壁有100mm厚的混凝土喷层。
计算断面积为15.9m²。
该矿井为高瓦斯矿井（采用了抽采技术）且井下有大量涌水，涌水量可达120m³/h。
（2）巷道钻眼爆破材料选择
根据本巷道岩层特点炸药选用2号岩石硝铵炸药，由于矿井为高瓦斯矿井，为了安全雷管采用8号毫秒延期电雷管，凿岩机选择CGJ－2型凿岩台车，凿岩台车优点如下：
1高效性：
钻速快，质量高。
2灵活性：
退进自由，速度，推动力可控制；可凿不同方向的炮眼。
3普遍性：
实用于钻任何炮眼，可钻较深、直径大的炮眼。
4环保性：
能大力改善工作环境，消除油雾水气，噪音小。
（3）爆破参数的选择与计算
1、掏槽方法：
由于该巷道岩层坚硬系数为15，故选用直眼掏槽中的角柱式掏槽。
2、炮眼直径、深度：
因选用CGJ－2型凿岩台车打钻，故炮眼直径为42mm；深度为2.7m。
3、炮眼数目：
N=qsmη/ap=（2.56*15.9*0.15*0.8）/（0.5*0.15）=65
N——炮眼数目S——巷道掘进面积
η——炮眼利用率p——每个药卷质量
q——单位炸药消耗量m——每个药卷长度
a——装药系数一般取0.5
（4）爆破网路计算与设计
因为选用串联式电爆网路连接方式，故选用电容式发爆器。
UI=nr+nR
I——通过每个雷管的电流U——发炮电源电压n——串联雷管个数r——每个雷管全电阻R——母线电阻R1与电源内阻R2之和
（5）爆破作业安全措施
1、钻眼爆破的安全事项
（1）开眼时必须使用钎头落在岩石上，如有浮矸应处理好后再开眼；
（2）不允许在残眼内继续钻眼；
（3）开眼时给风阀门不要突然开大，待钻进一段后，再开大风阀门；（4）为防止断钎伤人，推进掘进机时不要用力过猛，更不要横向用力，凿岩时钻工应站稳，应随时堤防突然断钎；
（5）一定要注意把胶皮风管与风钻接牢，以防脱落伤人；
（6）缺水或停水时，应立即停止钻眼。
2、爆破安全注意事项
（1）在规定的安全地点装配起爆药卷。
（2）爆破母线要妥善地挂在巷道的侧帮上，并且要和金属物体、电缆、电线离开一定距离；装药前要试一下爆破母线是否导通。
（3）装药前应检查顶板情况，撤出设备与机具，并切断除照明以外的一切设备的电源，照明灯及导线也应撤离工作面一定距离。
（4）检查工作面20m范围内瓦斯含量，并按《煤矿安全规程》有关规定处理。
（5）装药时要细心地将药卷送到眼底，防止擦破药卷、装错雷管段号、拉断脚线。
有水的炮眼，尤其是底眼，必须使用防水药卷或药卷加防水套，以免受潮拒爆。
（6）装药、联线后应有爆破员与班、组长进行技术检查，作好爆破前的安全布置。
（7）爆破后要等工作面通风散烟后，爆破员率先进入工作面，并经检察认为安全后方能进行工作。
（8）发现瞎炮应及时处理，如瞎炮是由联线不良或错联所造成，则可重新联线补爆；如不能补爆，则应在距原炮眼0.3m外钻一个平行的炮眼，重新装药爆破。
二、工作面炮眼布置图
三、爆破图表
爆破原始条件
序号
名称
单位
数量
1
掘进断面
㎡
15.9
2
岩石普氏系数f
15
3
工作面瓦斯情况
%
（已抽采）无
4
工作面涌水情况
m³/h
120
5
炸药和雷管的类型
装药量及起爆顺序
眼号
炮眼名称
眼数
/个
眼深
/m
每个炮眼装药量
合计
装药结构
起爆顺序
连线方式
卷数
/m
长度
/m
装填率/%
卷数
/个
重量
/kg
1
中线眼
1
2.2
3
0.5
3
0.45
反向垫4卷药
Ⅱ
串
2-4
正槽眼
3
2.0
10
1.6
80
30
4.5
反向垫3卷药
Ⅰ
串
5-10
副槽眼
6
2.0
10
1.5
75
60
9
反向垫2卷药
Ⅱ
串
11-15
辅助眼
5
1.9
9
1.14
70
45
6.75
反向垫2卷药
Ⅲ
串
16-26
三圈眼
11
1.9
8
1.14
60
88
13.2
反向垫2卷药
Ⅳ
串
27-38
二圈眼
12
1.9
6
1.0
52
72
10.8
反向垫2卷药
Ⅴ
39-48
底眼
10
2.0
6
1.0
50
60
9
反向垫2卷药
Ⅵ
串
49-65
周边眼
17
1.8
拱基线以上2
0.3
22
33
反向空气柱
Ⅶ
串
拱基线以下3
0.45
18
2.7
合计
65
124
398
59.7
预期爆破效果
名称
单位
数量
名称
单位
数量
炮眼利用率
%
80
每米炸药消耗量
Kg/m
39.8
每循环工作面进尺
m
1.5
每循环炮眼总长度
m/循环
124
每循环爆破实体岩石
m³
23.85
每立方米岩石雷管消耗量
个/m³
5.51
炸药消耗量
kg/m³
2.56
每米巷道雷管消耗量
个/m
43.3
第二节、巷道循环作业图表
坚持正规循环作业在巷道施工中，各主要工序和辅助工序都是按一定的顺序周而复始的进行的，故称为循环作业。
为组织循环作业，应将循环中个工序的工作持续时间、先后顺序和相互衔接关系，周密的以图表的方式固定下来，使全体施工人员心中有数
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