采矿工程方案课程冯树鸣.docx
《采矿工程方案课程冯树鸣.docx》由会员分享，可在线阅读，更多相关《采矿工程方案课程冯树鸣.docx（24页珍藏版）》请在冰豆网上搜索。
采矿工程方案课程冯树鸣
1矿井及设计巷道的情况
煤矿井田走向11.7km，倾向宽5.5~8.6km，井田面积68.8km2。
矿井开拓方式为立井多水平分区式开拓，年设计能力为600万t，现正开采一水平。
矿井为低瓦斯矿井，通风方式为中央分区式通风，井下最大涌水量为380m3/h。
该矿第一水平运输大巷是为其它巷道服务的，用于运输矸石、煤及工作人员和材料。
矚慫润厲钐瘗睞枥庑赖。
通过该大巷的流水量为280m3/h，采用ZK14—9/550架线式电机车牵引3吨矿车运输，该大巷穿过的围岩为中等稳定岩层，岩石坚固性系数f=6~8，大巷需通过的风量为78m3/s，巷道内敷设一趟直径为200mm的压风管和一趟直径为100mm的水管。
该大巷服务年限长，工程质量要求高。
该巷道主要用于工作面的运输、通风、排水和行人。
聞創沟燴鐺險爱氇谴净。
2巷道断面设计
某煤矿，井田走向11.7km，倾向宽5.5~8.6km，井田面积68.8km2。
矿井开拓方式为立井多水平分区式开拓，年设计能力为600万t，现正开采一水平。
矿井为低瓦斯矿井，通风方式为中央分区式通风，井下最大涌水量为380m3/h。
该矿第一水平运输大巷是为其它巷道服务的，用于运输矸石、煤及工作人员和材料。
通过该大巷的流水量为280m3/h，采用ZK14—9/550架线式电机车牵引3吨矿车运输，该大巷穿过的围岩为中等稳定岩层，岩石坚固性系数f=6~8，大巷需通过的风量为78m3/s，巷道内敷设一趟直径为200mm的压风管和一趟直径为100mm的水管。
该大巷服务年限长，工程质量要求高。
该巷道主要用于工作面的运输、通风、排水和行人。
残骛楼諍锩瀨濟溆塹籟。
巷道断面设计的基本原则：
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，取的最佳的经济效果。
2.1巷道断面的设计依据
2.1.1巷道名称和用途
某煤矿一水平运输大巷，服务年限大于等于20年，主要服务于整个开采水平的煤炭和辅助运输以及通风、排水和管路敷设。
酽锕极額閉镇桧猪訣锥。
2.1.2通过巷道的运输设备类型及特征
该大巷采用ZK14—9/550架线式电机车牵引3吨矿车运输。
ZK14—9/550架线式电机车长4900mm，宽1335mm，高1550mm；轨距为900mm；3吨矿车轨距900mm。
彈贸摄尔霁毙攬砖卤庑。
2.1.3通过巷道的管线敷设情况、风量大小及排水量大小
巷道内敷设一趟直径为200mm的压风管和一趟直径为100mm的水管。
风量为78m3/s，流水量为280m3/h。
謀荞抟箧飆鐸怼类蒋薔。
2.1.4对巷道坡度的要求
平巷坡度不宜小于0.3%。
考虑水沟排水的能力，故选用坡度为0.4%。
2.1.5其他要求
该大巷穿过中等稳定岩层，岩石坚固性系数f=6~8。
矿井开拓方式为立井
多水平分区式开拓，年设计能力，低瓦斯矿井，中央分区式通风。
2.2巷道断面设计
2.2.1选择巷道断面形状、支护类型、支护参数
年产600万吨矿井的一水平运输大巷，一般服务年限在20年以上，采用900mm轨距双轨运输的大巷，其尽宽在3.2m以上，又穿过中等稳定岩层，故选用螺纹钢树脂锚杆与喷射混凝土支护，半圆拱形断面。
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≥80kN，锚固力≥80kN。
锚杆长度2.0m，呈方形布置，其排距0.80m×0.80m，托板为8mm厚150mm×150mm的方形钢板。
喷射混凝土厚T1=100mm，分两次喷射，每次各喷50mm厚。
故支护厚度T=T1=100mm。
厦礴恳蹒骈時盡继價骚。
2.2.2确定巷道净断面尺寸
①确定巷道净宽度B
查《井巷工程》表2.2知ZK14-9/550电机车宽A1=1335mm，高h=1550mm；3吨矿车宽1200mm，高1400mm。
茕桢广鳓鯡选块网羈泪。
根据《煤矿安全规程》[5],巷道人行道宽C=1000mm，非人行道一侧宽a=600mm，又查表3-1[1]知本巷双轨中线距b=1600mm，则两电机车之间距离为：
鹅娅尽損鹌惨歷茏鴛賴。
1600-（1335/2+1335/2）=265mm﹥200mm
故巷道净宽度：
B=a1+b+c1=（600+1335/2）+1600+（1335/2+1000）
=1267.5+1600+1667.5=4535mm。
取4600mm
②确定巷道拱高h0
半圆拱形巷道拱高h0=B/2=4600/2=2300mm，半圆拱半径R=h0=4700/2=2300mm籟丛妈羥为贍偾蛏练淨。
③确定巷道壁高h3
a.按架线电机车导电弓子要求确定h3
由《井巷工程》表2.5中半圆拱形巷道壁高公式得：
式中:
h4-轨面起电机车架线的高度，按《煤矿安全规程》取h4=2000mm;
hc-道床总高度，按表3-10选30kg/m的钢轨，再查表3-5得hc=410mm,道砟高度hb=220mm;預頌圣鉉儐歲龈讶骅籴。
n-导电弓子距拱璧的安全间距，取n=300mm;
k-导电弓子宽度之半，k=718/2=359mm,取k=360mm;
b1-轨道中线与巷道中线的间距b1=B/2-a1=2300-1267.5=1032.5mm,取1040mm。
渗釤呛俨匀谔鱉调硯錦。
故：
b.按管道装设要求确定h3
式中:
h5-道砟面至管子底高度，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-气压管法兰盘直径，取D=335mm;
b2-轨道中线与巷道中线间距，b2=B/2-c1=2300-1667.5=632.5mm,取640mm；铙誅卧泻噦圣骋贶頂廡。
故：
mm
c.按人行高度要求确定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j=200mm；擁締凤袜备訊顎轮烂蔷。
故：
mm
综上计算，并考虑一定的余量，确定本巷道壁高为h3=1520mm。
则巷道高度H=h3-hb+h0=1520-220+2300=3600mm。
贓熱俣阃歲匱阊邺镓騷。
④确定巷道净断面面积S和净周长P
由《井巷工程》表2.6得净断面面积:
S=B（0.39B+h2）
式中h2为道碴面以上巷道壁高，h2=h3-hb=1520-220=1300mm。
故：
S=4600×（0.39×4600+1300）=14232400mm=14.23m2
净周长P=2.57B+2h2=2.57×4600+2×1300=14422mm=14.4m。
⑤用风速校核巷道净断面面积
查《井巷工程》表2.8，知Vmax=8m/s，已知通过该大巷风量Q=78m3/s，代入下式得：
设计的大巷断面面积、风速没超过规定，可以使用。
⑥选择支护参数
采用锚喷支护，根据巷道净宽4.6m、穿过中等稳定岩层即属Ⅲ类围岩、服务年限大于20年，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≥80kN，锚固力≥80kN。
锚杆长度2.0m，呈方形布置，其排距0.80m×0.80m，托板为8mm厚150mm×150mm的方形钢板。
喷射混凝土厚T1=100mm，分两次喷射，每次各喷50mm厚。
故支护厚度T=T1=100mm。
坛摶乡囂忏蒌鍥铃氈淚。
⑦选择道床参数
根据巷道已选用30kg/m钢轨，确定其道床参数hc、hb分别为410mm和220mm，道砟面至轨面高度ha=hc-hb=410-220=190mm。
采用钢筋混凝土轨枕。
蜡變黲癟報伥铉锚鈰赘。
⑧确定巷道掘进断面尺寸
由《井巷工程》表2.6计算公式得：
巷道设计掘进宽度B1=B+2T=4600+2×100=4800mm。
巷道计算掘进宽度B2=B1+2δ=4800+2×75=4950mm。
巷道设计掘进高度：
H1=H+hb+T=3600+220+100=3920mm。
巷道计算掘进高度：
H2=H1+δ=3920+75=3995mm。
巷道设计掘进断面面积：
S1=B1（0.39B1+h3）=4800×（0.39×4800+1520）=16281600mm2，取S1=16.28m2。
買鲷鴯譖昙膚遙闫撷凄。
巷道计算掘进断面面积：
S2=B2（0.39B2+h3）=4950×（0.39×4950+1520）=17079975mm2，取S2=17.08m2。
綾镝鯛駕櫬鹕踪韦辚糴。
2.2.3布置巷道内水沟和管缆
已知通过巷道的水量为280m3/h，现采用水沟坡度为0.4%，查《井巷工程》表2.12得：
水沟深450mm、水沟宽500mm，水沟净断面面积0.225m2；水沟掘进断面面积0.272m2，每米水沟盖板用钢筋2.036kg、每米水沟盖板用混凝土0.0323m3，水沟用混凝土0.152m3。
驅踬髏彦浃绥譎饴憂锦。
管子悬吊在人行道一侧，电力电缆挂在非人行道一侧，通讯电缆挂在管子上方，见图2-1。
2.2.4计算巷道掘进工程量和材料消耗量
由《井巷工程》表2.6的计算公式得：
每米巷道拱与墙计算掘进体积：
V1=S2×1=17.08×1=17.08m3；
每米巷道墙脚计算掘进体积：
V3=0.2×（T+δ）×1=0.2×（0.1+0.075）×1=0.04m3；猫虿驢绘燈鮒诛髅貺庑。
每米巷道拱与墙喷射材料消耗：
V2=[1.57（B2-T）T1+2h3T]×1
=[1.57（4.95-0.10）0.10+2×1.52×0.10]×1
=1.065m3；
每米巷道墙脚喷射材料消耗：
V4=0.2T×1=0.2×0.1×1=0.02m3；
每米巷道喷射材料消耗（不包括损耗）：
V=V2+V4=1.065+0.02=1.085m3；
每米巷道锚杆消耗：
式中P1-为计算锚杆消耗周长,，P1=1.57B2+2h3=1.57×4.95+2×1.52=10.81m；锹籁饗迳琐筆襖鸥娅薔。
a、a’-为锚杆间距、排距，a=a’=0.8m。
故N=
=16.27（根）
折合重量为：
16.27×［lπ×（
）2ρ］=16.27×［2.00×3.14×（
）2×7850］=64.96kg
式中l-锚杆长度,l=2.0m；
d-锚杆直径，d=18mm；
ρ-锚杆材料密度，ρ=7850kg/m3；
由于每根锚杆安装2个树脂药卷，则每米巷道树脂药卷消耗：
M=2×N=2×16.27=32.54
每排锚杆数为：
N×0.8=16.27×0.8=13.016取13根；
每排树脂药卷数为：
M×0.8=32.54×0.8=26.032取26支；
每米巷道粉刷面积：
Sn=1.57B3+2h2
式中B3-计算净宽,B3=B2-2T=4.95-2×0.1=4.75m
故Sn=1.57×4.75+2×1.3=10.0575m2取Sn=10.1m2
2.2.5绘制巷道道断面施工图，编制巷道特征表和每米巷道工程量及材料消耗量表
根据以上计算结果，按1：
50比例绘制出巷道断面施工图，并附上巷道特征表和每米航道工程量及材料消耗量表。
構氽頑黉碩饨荠龈话骛。
巷道断面施工图
巷道断面特征表
表2-1
围岩类别
断面面积/m³
设计掘进面积/mm
喷射厚度/mm
锚杆
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
14.23
16.28
4800
3920
100
螺纹钢树脂杆
方形
800
1800
18
14.4
每米巷道材料消耗表表2-2
围岩类型
计算掘进工程量/m³
锚杆
数量
材料消耗/mm
粉刷面积
/m²
巷道
墙角
喷射材料/m³
锚杆
钢筋/kg
树脂药卷/支
Ⅲ
17.08
0.04
16
1.085
58.90
29.5
10.1
3巷道施工
3.1施工方案的确定
因巷道围岩比较稳定，掘进断面大于8m2，所以确定掘砌作业方式为一次成巷，掘进与永久支护平行作业的方式。
采用光面爆破掘进，采用锚喷支护作为永久支护，该掘砌作业方式成巷速度快，可提高约30%左右。
輒峄陽檉簖疖網儂號泶。
3.2凿岩爆破工作
对钻眼爆破工作的要求：
爆破后形成的巷道断面、方向和坡度应符合设计要求和《井巷工程施工及验收规范》的要求。
爆破岩石的块度要有利于提高装岩生产率。
对巷道围岩的震动和破坏要小，以利于巷道维护。
爆破单位体积岩石炸药和雷管的消耗量要低，钻眼工作量要小，炮眼利用率要达到85%以上。
符合安全施工要求。
正确布置工作面炮眼，合理确定爆破参数，选用适宜的炸药。
尧侧閆繭絳闕绚勵蜆贅。
3.2.1凿岩设备和爆破器材的选择
根据巷道所穿过岩层的性质和坚硬程度，凿岩设备选用气腿式凿岩机，采用多台钻机同时作业，以提高掘进速度，缩短钻眼时间。
识饒鎂錕缢灩筧嚌俨淒。
因矿井为低瓦斯矿井，故选用煤矿许用乳化炸药。
在岩石比较坚硬的岩层段采用粉状乳化炸药。
起爆材料选用煤矿许用型电雷管。
起爆电源采用防爆型电容式发爆器。
电雷管联接方式为串联。
采用连续、不耦合、反向起爆的装药结构，采用水炮泥填塞。
按照爆破图表的设计顺序全断面一次起爆。
凍鈹鋨劳臘锴痫婦胫籴。
3.2.2爆破参数的确定
①炮眼直径
根据巷道断面大小，爆破岩石的块度要求和炸药性能及凿岩机的性能综合考虑选用直径32mm的药卷，炮眼直径需比药卷直径大6~8mm,故确定炮眼直径为40mm。
恥諤銪灭萦欢煬鞏鹜錦。
②炮眼深度
当采用气腿式凿岩机时，炮眼直径以1.8~2.5m为宜，用以下公式确定：
式中l—炮眼深度，m；
L—计划月进度，m；L=120m；
N—每月实际用于掘进工作的天数，30天；
k—正规循环率，即每月实际用于掘进工作的天数与30天之比，一般取k=0.8~0.9；取k=0.85；
n—每日完成掘进循环次数，次；n=2.3次；
η—炮眼利用系数，一般要求≥0.8；取η=0.85；
则l≥120/30×0.85×0.85×2.3≈2.4，故取l=2.4m
③炮眼数目
炮眼数目取决于岩石性质，巷道断面形状和尺寸，炮眼直径和炸药性能等因素。
根据单位炸药消耗量可按下式计算：
鯊腎鑰诎褳鉀沩懼統庫。
式中N—炮眼数目；
q—单位炸药消耗量，kg/m3;查表4-2【1】知f=6~8，采用光面爆破掘进的巷道中q=1.35~1.45kg/m3。
取q=1.4kg/m3；硕癘鄴颃诌攆檸攜驤蔹。
S—巷道掘进断面积，m2；由2.2.3中知S=S2=17.08m2
m—每个药卷长度，m；m=0.235m；
a—装药系数，即装药长度与炮眼长度之比，一般取0.5左右；
P—每个药卷的重量，kg；P=0.15kg；
η—炮眼利用系数；取η=0.85；
故N=1.4×17.08×0.235×0.85/0.5×0.15=63.68，取N=64个。
④单位炸药消耗量
单位炸药消耗量是指爆破1.0m3实体岩石所需要的炸药量。
查表4-2[1]可得q=1.35~1.45kg/m3之间，现取q=1.40kg/m3。
阌擻輳嬪諫迁择楨秘騖。
3.2.3凿岩爆破作业
采用YT-26式气腿式凿岩机[3],冲击频率2600次/min，重量50kg。
多台气腿式凿岩机同时作业，提高掘进速度，缩短钻眼时间。
采用光面爆破掘进。
氬嚕躑竄贸恳彈瀘颔澩。
3.2.4爆破图表及技术经济指标
爆破原始条件
序号
名称
单位
数量
1
设计掘进断面
㎡
12.95
2
岩石坚固性系数f
2～3
3
工作面瓦斯情况
％
低瓦斯
4
工作面涌水情况
/h
320
5
炸药和雷管类型
乳化炸药
8号雷管
表3-2
预期爆破效果
名称
单位
数量
名称
单位
数量
炮眼利用率
％
90
每米巷道炸药消耗量
㎏/
16.28
循环进尺
m
2.25
每循环炮眼总长
m/循环
119
每循环爆破实体岩石
30.4
每立方米岩石雷管消耗量
个/
1.72
炸药消耗量
㎏/
1.15
每米巷道雷管消耗量
个/m
50
表3-3
3.3装岩与调车
根据设计巷道的断面尺寸及岩石坚硬程度，考虑每循环爆破实体岩石，选择装岩机械为ZLC-60侧卸式铲斗装岩机，生产能力90m3/h，铲斗容积0.6m3，长度4250mm,宽度1800mm，高度2100mm，工作时最大高度2950mm，卸载高度1300mm，行走机构为履带，动力为电动，设备总功率52kw，质量7430kg。
釷鹆資贏車贖孙滅獅赘。
为缩短调车时间，结合巷道为双轨巷道，故选用活动错车场调车中的菱形浮放道岔，调车示意图如图
调车示意图
3.4支护方法
巷道地压估算：
p=10f（f=6~8）故p=60~80（Mp）。
临时支护采用锚杆和喷射混凝土联合进行支护。
喷射厚度30~50mm。
永久支护采用锚喷支护，在临时支护的基础上，在距工作面约20~40m处再进行补喷，补喷到100mm为止，与工作面的掘进同时进行。
怂阐譜鯪迳導嘯畫長凉。
4劳动组织及循环图表
4.1劳动组织配备
按一次成巷的施工方法配备劳动组织
4.1.1作业方式的选择
考虑施工进度、施工质量和工程成本等因素确定选择一次成巷的施工方法，掘进与永久支护平行作业的方式。
掘进与永久支护平行作业，同时进行，掘进工作面与永久支护间的距离不大于40m，采用喷射混凝土作为临时支护，锚杆支护作为永久支护。
谚辞調担鈧谄动禪泻類。
4.1.2循环图表的编制
①确定日工作制度
采用“四六”制的日工作制度。
②确立作业方式
根据巷道设计断面17.08m²、穿过中等稳定岩层及其他方面的因素确定掘进与永久支护平行的作业方式。
③确定循环方式和循环进度
因本巷道断面大，穿过中等稳定岩层，故采用单循环（每班一个循环）的循环方式。
根据3.2.4表3-3中的计算结果，循环进度为2.04m。
④计算循环时间
循环时间T按下式计算：
T=T1+T2+φ（t1+t2）+T3+T4+T5
式中T1—安全检查及准备工作时间，亦即交接班时间，一般约为20min;
T2—装岩时间，min;
t1—钻上部眼时间，min;
t2—钻下部眼时间，min;
φ—钻眼工作单行作业系数。
钻眼装岩平行作业时，φ值一般为0.3~0.6；钻眼装岩顺序作业时，φ值取1；嘰觐詿缧铴嗫偽純铪锩。
T3—装药连线时间，min；
T4—爆破通风时间，一般为15~20min；
T5—支护时间，如果临时支护或永久支护占用循环时间，也应包括在内，单位为min。
这里T5=200min。
熒绐譏钲鏌觶鷹緇機库。
装药连线时间T3，与炮眼数目和同时参加装药连线的工人组数有关：
式中N—工作面炮眼总数，由3.2.2中计算结果知N=64个；
t—一个炮眼装药所需时间，min/个；取t=3min；
A—在工作面同时装药的工人组数；取A=6个；
钻眼时间：
式中L—炮眼深度（平均深度），由3.2.2中计算结果知L=2.4m;
m—同时工作的凿岩机（钻机）台数；取m=5台；
v—凿岩机的实际平均钻速，m/min；v=0.3m/min；
装岩时间：
式中s—巷道掘进断面面积，由2.2.3中计算结果知s=17.08m²；
η—炮眼利用率，一般为0.8~0.9；取η=0.85；
p—装岩机实际生产率（实体岩石），m³/h;p=18m³/h；
n—同时工作的装岩机台数；n=1台；
将以上各式带入T=T1+T2+φ（t1+t2）+T3+T4+T5中得：
T=T1+
+φ
+
+T4+T5
为防止难以预见的工序延长，应考虑留有10%的备用时间，故循环时间：
T=1.1（T1+
+φ
+
+T4+T5）=350
⑤循环图表的编制
根据以上的计算及初步确定的数据编制循环图表如表4-1.
4.2施工总组织、施工进度表
施工总组织见表4-2.
施工进度表见表4-3.
施工总组织
表4-2
Ⅰ
Ⅱ
Ⅲ
Ⅳ
定员
备注
副队长
1
1
1
1
4
队长4人
班长
1
1
1
1
4
打眼工
5
5
5
5
20
放炮工
1
1
1
1
4
刮板机司机，皮带司机
2
2
2
2
8
大班维护
1
1
机电维修
1
1
1
1
4
合计
12
11
11
11
45
施工进度表
表4-3
序号
项目
单位
指标
备注
1
循环进尺
m
1.3
早班、中班、夜班2个
2
月循环次数
个
104
每班按26天计算
3
月进尺
m
135
4
循环产量
吨
84
5
日产量
吨
336
6
工作面月产量
吨
8736
7
出勤率
%
95
5技术经济指标
5.1各项费用
各种材料费表
表5-1
名称
单价/元
单位
雷管
1
个
锚杆
180
根
炸药
8
㎏
混凝土
360
㎏
5.1.1各种材料消费情况
雷管：
2.9×17.08×1500×1元/个=74298元
锚杆：
16.27×1500×180元/根=4392900元
炸药：
1.4×17.08×1500×8元/kg=286944元
混凝土：
1.085×17.08×1500×360元/kg=10007172元
主要材料费：
74298+4392900+286944+10007172=1476万元
材料总费用：
1476×55%+1476=2288万元
5.1.2设备折旧费
设备费=主要设备费+其它设备费约350万元
折旧费：
设备费×折旧率=350×25%=88万元
5.1.3工资费
按每个工人年薪8万元，一年12月，经计算计划工期为12个月，工人数80个计算
工资费=8×80=640万元
5.1.4动力费
动力费=20000×0.6=12000元
5.1.5工程费
工程费=1476+88+480+1.2=2045万元
单位每米巷道的掘进成本=2045/1500=1.36万元
5.2成卷成本
成卷成本是指生产巷道和提供劳务而发生的直接和间接的费用，包括总材料费、工资费、工程费、动力费和折旧费等费用。
鶼渍螻偉阅劍鲰腎邏蘞。
成卷成本=2288+480+88+1.2=2857万元
每米成巷成本=2857/1500=1.9万元
6安全技术措施
6.1入井要求
①煤矿是高危行业，入井前要吃好，睡好，休息好，千万不能喝酒，以保持充沛精力。
②明火和静电可导致瓦斯爆炸及火灾，不能穿化纤衣服和携带香烟及点火物品下井。
③入井前要随身佩带矿灯、佩戴安全帽、携带自救器，配备不齐或设备不完好不能入井工作。
④携带锋利工具时，要套好护套，防止伤人。
⑤通过班前会可了解工作地点的安全生
升级会员 