井巷工程课程设计课案文档格式.docx
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查表知XK8-6∕110A电机车宽A1=1054mm，高h=1550mm；
1.5t矿车宽1050mm、高1150mm。
根据《煤矿安全规程》，取巷道人行道宽C=1003mm、非人行道一侧宽a=643mm。
有查表3-3（P62）知本巷双轨中线距b=1300mm，则两电机车之间距离为：
1300–（1054/2+1054/2）=246>
200mm
故巷道净宽度：
B=a1+b+c1=（643+1054/2）+1300+（1054/2+1003）=4000mm
（二）确定巷道拱高h0
半圆拱形巷道拱高h0=B/2=2000mm。
半圆拱半径R=h0=2000mm。
（三）确定巷道壁高h3
1.按管道装设要求确定h3
式中
h5—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；
A1—电机车宽度，A1=1054mm；
m—电机车距管子间距，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=4000/2-1530=470mm。
故
2.按人行高度要求确定h3
式中j——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。
。
3.按1.6m高度人行宽度要求确定h3
式中C＇——砟面起1.6m水平处，运输设备上缘与拱璧间距C＇≥700mm，取C＇=1000mm。
4.按设备上缘至拱璧最小安全间隙要求确定h3
a:
人行侧：
式中C＇——砟面起1.6m水平处，式中C＇——砟面起1.6m水平处，运输设备上缘与拱璧间距C＇≥700mm，取C＇=700mm。
b:
非人行侧：
砟面起1.6m水平处，运输设备上缘与拱璧间距a＇≥200mm，取a＇=200mm。
综上计算，并考虑一定的余量，确定本巷道壁高为h3=1900mm。
则巷道高度H=h3+h0-hb=1900+2000-220=3680mm。
（四）确定巷道净断面积S和净周长P
查相关表得净断面积：
式中，h2——道砟面以上巷道壁高，
h2=h3-hb=1900-220=1680mm。
故
净周长
（五）用风速校核巷道净断面积
已知通过大巷风量Q=70m3/s，根据《煤炭工业设计规范》规定矿井主要进风巷的风速最高风速8m/s。
代入式中计算：
设计的大巷断面面积、风速没超过规定，可以使用。
（一）选择支护参数
本巷道采用锚喷支护，根据巷道净宽4m、穿过中等稳定岩层、服务年限大于30年等条件，确定选用锚固可靠、锚固力大的树脂锚杆，杆体为直径18mm螺纹钢，每孔安装两个树脂药卷，锚固长度得锚喷支护参数：
锚杆长2m，成方形布置，间距a=0.8m，排距a′=0.8m，锚杆直径d=18mm，喷射混凝土层厚T1=100mm，锚杆外露长度T2=50mm。
故支护厚度T=T1=100mm。
（二）选择道床参数
根据巷道通过的运输设备，已选用30kg/m钢轨，其道床参数道床总高度hc、道砟高度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。
（三）确定巷道掘进断面尺寸
查相关表得：
巷道设计掘进宽度B1=B+2T=4000+2×
100=4200mm。
巷道计算掘进宽度B2=B1+2δ=4200+2×
75=4350mm。
巷道设计掘进高度H1=H+hb+T=3680+220+100=4000mm。
巷道计算掘进高度H2=H1+δ=4000+75=4075mm。
巷道设计掘进断面面积
S1=B1（0.39B1+h3）=4200×
（0.39×
4200+1900）=14859600mm2。
取S1=14.86m2。
巷道计算掘进断面积
S2=B2（0.39B2+h3）=4350×
4350+1900）=15644775mm2。
取S2=15.64m2。
已知通过本巷道的水量为100m3/h，现采用水沟坡度为0.3%，查相关表得：
水沟深400mm、水沟宽400mm，水沟净断面积0.16m2，水沟掘进断面面积0.203m2，每米水沟盖板用钢筋1.633kg、混凝土0.0276m3，水沟用混凝土0.133m3。
管子悬吊在人行道一侧，电力电缆挂在非人行道一侧，通信电缆挂在管子上方，如图所示。
每米巷道拱与墙计算掘进体积V1=S2×
1=15.64m3
每米巷道墙脚计算掘进体积V3=0.2×
（T+δ）×
1=0.2×
（0.1+0.075）=0.04m3
每米巷道拱与墙喷射材料消耗V2=［1.57（B2-T1）T1+2h3T1］×
1=1.57（4.35-0.10）×
0.10+2×
1.9×
0.10=1.047m3
每米巷道墙脚喷射材料消耗V4=0.2T×
0.10=0.02m3
每米巷道喷射材料消耗（不包括损耗量）V=V2+V4=1.047+0.02=1.067m3
每米巷道锚杆消耗
式中P1——计算锚杆消耗周长，
P1=1.57B2+2h3=1.57×
4.350+2×
1.9=10.63m；
a、a′——锚杆间距、排距，a=a′=0.8m。
根
折合重量为：
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=2N=34.46支
每排锚杆数为：
0.8N=0.8×
17.23=13.784≈14根
每排树脂药卷数为：
0.8M=0.8×
34.46=27.568≈28支
每米巷道粉刷面积：
Sn=1.57B3+2h2=1.57×
4.15+2×
1.68=9.88m2
式中
B3为计算净宽，B3=B2-2T=4.350-2×
0.1=4.15m
1.6绘制巷道断面施工图、编制巷道特征表和每米巷道工程量及材料消耗量表
表1运输大巷特征
围岩类别
断面面积/m2
设计掘进尺寸/mm
喷射
厚度
/mm
锚杆/mm
净
周
长
/m
净面积
设计掘进
宽
高
型式
外露长度
排列方式
间、排距
锚杆长
直径
III
12.96
14.86
4200
4000
100
树脂
方形
800
2000
18
13.64
表2运输大巷每米工程量及材料消耗
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
药卷/卷
15.64
0.04
17.23
1.067
68.8
34.46
9.88
第二章爆破图表编制
炮眼直径对钻眼效率、全断面炮眼数目，炸药消耗量和爆破岩石块度与岩壁平整度均有影响。
因此，应根据巷道断面大小、块度要求性能和凿岩机性能综合考虑、进行选择。
炮眼直径大，可减少炮眼数目，炸药能量相对集中，可提高爆破效率，但钻速下降，影响爆破质量和降低围岩稳定性。
在采用气腿凿岩机的情况下，现场多根据药卷直径来确定炮眼直径。
目前国内岩巷掘进均采用直径27mm、32mm和35mm三种药卷，炮眼直径需比药卷直径大6~8mm左右，所以目前岩巷掘进的炮眼直径多采用35~42mm。
在这里我们采用药卷直径为32mm，炮眼直径为41mm。
炮眼深度决定了每一掘进循环钻眼和装岩的工作量、循环进尺以及每班的循环次数。
炮眼深度主要根据岩石性质、巷道断面、循环作业方式、凿岩机类型、炸药威力、工人技术水平等因素确定。
从今年发展趋势来看，炮眼平均深度逐渐由浅孔向中深孔（2.0~2.5m）发展，一些采用凿岩台车凿岩的掘进队正在向较深孔发展。
合理的炮眼深度应以高速、高效、低成本、便于组织正规循环作业为原则。
采用气腿凿岩机时，炮眼深度以1.8~2.5m为宜，眼深超过2.5m后，钻眼速度则明显降低。
采用配有高效凿岩机的凿岩台车时，应向深眼发展，一般眼深可达3.0m以上。
我国煤矿巷道掘进中，通常是以月进尺任务和凿岩、装岩设备的能力来确定每一循环的炮眼深度。
即：
式中l—炮眼深度，m；
L—计划月进度，m；
N—每月实际用于掘进的天数，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；
n—每日完成掘进循环数，次；
—炮眼利用系数，一般要求
0.8；
=1.73m
这里选取炮眼深度为1.8m。
炮眼数目直接影响着钻眼工作量、爆破岩石的块度、巷道形状等。
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。
合理的炮眼数目应以保证爆破效果的实现为原则。
一般是先以岩层性质和断面大小进行初步估算然后在设计断面图上作炮眼布置图，得出炮眼总数，并通过实践调整修正。
炮眼数目也可以根据单位炸药消耗量，按下式估算：
式中N—炮眼数目；
q—单位炸药消耗量，kg/m3；
m—每个药卷长度，m；
a—装药系数，即装药长度和炮眼长度之比,0.5~0.6m；
P—每个药卷的重量，kg；
=59
而在设计断面图上作炮眼布置图，得出炮眼总数为62个，基本相等。
单位炸药消耗量是指爆破1.0m3实体岩石所需的炸药量，也是工作面一次爆破所需的总炸药量和工作一次爆下的实体岩石总体积V之比。
不过计算数据一般仅作为参考，所以多按定额选用，查表知q=1.48kg/m3。
爆破原始条件
序号
名称
单位
数量
1
设计掘进断面
m2
2
岩石坚固性系数
4～6
3
工作面瓦斯情况
%
高瓦斯
4
工作面涌水情况
m3/h
5
炸药和雷管类型
3号岩石硝铵炸药，V段雷管
爆破参数
眼号
炮眼名称
眼数
炮眼深度/m
角度
装药量
起爆顺序
联线方式
垂深
斜长
卷/眼
小计/卷
1~8
掏槽眼
8
1.8
2.1
73°
40
I
串
联
32~46
顶眼
15
87°
75
V
27~31
帮眼
10
50
47~51
52~62
底眼
11
2.0
81°
55
IV
26
水沟眼
9~12
辅助眼
90°
20
II
13~25
13
65
合计
共布置62个炮眼总长116.40m
共计310卷，重31.0kg
预期爆破效果
炮眼利用率
80
每米巷道炸药消耗量
kg/m
21.55
循环进尺
m
1.44
每循环炮眼总长
m/循环
116.40
每循环爆破实体岩石
m3
21.40
每立方米岩石雷管消耗量
个/m3
2.90
炸药消耗量
kg/m3
1.45
每米巷道雷管消耗量
个/m
42.63
炮眼布置图
第三章编制循环图表
循环图表是施工组织设计（施工措施）的一部分。
为确保正规循环作业的实现，必须编制切实可行的循环图表。
过去我国煤矿都采用“三八”工作制（即每天分为3个工作班，每班工作8个小时），建井单位多采用“四六”工作制（地面辅助工为“三八”制），“滚班制”该变了过去工作制中的分配不公现象，调动了职工的积极性，但也给管理工作带来了一定的难度。
它要求正在施工的班组在完成工作量之前一小时就要电话通知工区值班室，值班员再通知下一班职工做好接班准备。
目前大多数矿井仍采用“三八”制或“四六”制的日工作制度。
我们这里采用“四六制”。
在工作制确定以后，要根据巷道设计断面和地质条件、施工任务、施工设备、施工技术水平和管理水平，进行作业方式的比选，确定巷道施工的作业方式。
我们这里采用平行作业方式。
巷道掘进循环方式可根据具体条件选用单循环（每班一个循环）或多循环（每班完成两个以上的循环）。
每个班完成的循环数应为整数，即一个循环不要跨班（日）完成，否则不便于工序间的衔接，施工管理比较困难，也不利于实现正规循环作业。
当求得小班的循环数为非整数是应调整为整数。
调整方法应以尽量提高工效和缩短辅助时间为原则。
对于断面大、地质条件差的巷道，也可以实行一日一个循环。
20世纪70年代，应用浅眼（1.0~1.2m）多循环的方式曾取得过岩石平巷施工的好成绩。
由于岩巷施工中大型设备日渐增多，单循环的方式应用的更为普遍。
当采用超深孔光爆是，亦可能为多个小班一个循环。
我们这里采用一个班一个循环。
在巷道施工中，每个循环使巷道向前推进的距离称为循环进度，又称循环进尺。
循环进尺主要取决于炮眼深度和爆破效率。
在目前我国大多数煤矿仍用气腿式凿岩机的情况下，炮眼深度一般为1.5~2.0m较为合理。
当采用凿岩台车配以高效凿岩机时，采用2.0~3.5m的中深孔爆破，对提高掘进速度更为有利。
确定了炮眼深度，也就知道了各主要工序的工作量，然后可根据设备情况、工作定额（或实测数据）计算各工序所需要的作业时间。
在所需的全部工作时间中，扣除能够与其他工序平行作业的时间，便是一个循环所需的时间T，即：
T=T1+T2+φ（t1+t2）+T3+T4+T5
（1）
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值等于1。
T3—装药连线时间，min。
T4—爆破通风时间，一般为15~20min,这里取20min。
T5—支护时间，如果临时支护或永久支护占用循环时间，也应该包括在内，单位为min。
装药连线时间T3，与炮眼数和同时参加装药联线的工人组数有关：
T3=Nt/A
式中N—工作面炮眼总个数，个；
t—一个炮眼装药所需时间，min/个；
A—在工作面同时装药的工人组数。
钻眼时间：
t1+t2=NL/mv
式中L—炮眼平均深度，m；
m—同时工作的凿岩机（或钻机）台数；
v—凿岩机的实际平均钻速，m/min。
装岩时间:
T2=s•l•η/np
式中s—巷道掘进断面积
η—炮眼利用率，一般为0.8~0.9；
p—装岩机实际生产率（实体岩石），m3/h；
n—同时工作的装岩机台数。
将以上各式代入
（1）得：
T=T1+s•l•η/np+φNL/mv+Nt/A+T4+T5
在实际工作中，为了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+s•l•η/np+φNL/mv+Nt/A+T4+T5）
根据以上的计算及初步确定的数据，即可编制循环图表。
图表名称为：
某矿巷道掘、支（砌、喷）平行（或顺序）作业循环图表。
表上有工序名称一栏，施工的各工序按顺序关系自上而下排列；
第二栏自上而下为与各工序对应的工作量；
第三栏为自上而下与工序对应的各工序的所需时间；
第四栏为用横道线表示的各工序的时间延续和工序间的相互关系。
编制好的循环图表，需在实践中进一步检验修改，使之不断改进、完善，真正起到指导施工的作用。
下面是某煤矿第一水平东翼轨道运输大巷的掘喷平行作业循
第四章.交叉点的设计
根据题目，考虑主巷已是双人行道，因而交岔点内不在加宽，交岔点内支巷选用标准设计中的曲线段断面。
参考标准断面图册，决定取B1=B2=3600mm，b1=b2=1530mm，B3=3600mm,b3=1820mm。
根据交岔点穿过f=2~4的岩层和交岔点各断面净宽度，决定各断面拱壁厚度d1=T1=300mm,d2=T2=300mm,d3=T3=
300mm，扩大断面处均为dtm=Ttm=465mm。
查表知DK618-4-12的参数α=14015’，a=3472mm,b=3328mm,考虑到交岔点可能采用15kg/m钢轨道岔，那就得用DK615-4-12单开道岔，其参数α=14°
15′，a=3340mm,b=3500mm。
为了使所设计的交岔点既能适用18kg/m钢轨的道岔，又能适用15kg/m钢轨的道岔，因此选取组合尺寸，既a=3742mm,b=3500mm,α=14°
15’
根据《井巷工程》课本表9-2中单轨巷道单侧分岔点公式计算：
=3472+3500cos14°
15′-12000sin14°
15′=3910.47mm
=12000cos14°
15′+3500sin14°
15′=12492.31mm
=cos-1（（12492.3-1530-500）/（12000+1820）=40.8°
=3910.47+（12000+1820-3600）sin40.8°
=10553.47
NM=B3sinθ=3600sin40.8=2352.3mm
=3600cos40.8+500+3600=6825.18mm
TM=（NM2+TN2）1/2=（2352.32+6825.182）1/2=7219.17mm
i0=（TN-B1）/P=（6825.18-3600）/10553.47=0.3056
取i=0.31
L0=
=（6825.18-3600）/0.31=10403.8mm
Y=P—L0=10553.47—10403.8=149.67mm
L1=L0+NM=10403.8+2352.3=12756.1mm
L2=P+NM=10553.47+2352.3=12905.77mm
设计要求支巷对主巷的转角位450，故从道岔起的弯道转角为
a1=δ—α=45°
—14°
15’=30045’
弯道的长度；
L′=Ra1π/180°
=12000×
=6440.28mm
4.2设计交岔点墙高
Ⅰ-Ⅰ断面自.底板起的墙高为1900mm,在TN断面处的墙高定为1400mm，故强降低斜率为：
即每米墙的降低值为46mm
TN,TM断面处的墙高定为1400mm，是否合理，尚需按第三章表3—9中方法验算；
（1）按架线要求确定墙高h3
=1056mm
式中：
h4—自轨面起至电机车架线高度，取2200mm
hc底板至轨面高度，取320mm
R半圆拱半径，R=TM/2=7219.17/2=3609.58mm
K电机车导电弓子宽度之半，一般取3600mm
n电弓子边缘至拱璧安全间隙，不小于200mm，取300mm
b1′轨道中线至巷道中线的距离，支巷Ⅲ---Ⅲ断面处轨道中线距拱璧距离最小，且其值与TM断面之b1′相近，故用该值进行验算。
b1′≈TM/2—（B3—b3）=7219.17/2—（3600—1820）=1829.58mm
（2）安装设管道要求确定墙高h3
h3=h5+h7+hb--
=1130mm
h5--------管子距渣面高度，取1800mm
h7--------管子悬吊件总高，取900mm
hb--------底板至渣面高度，取180mm
m---------导电弓子距管子的安全间隙，取300mm
D----------管子直径，取200mm
b2′------TM断面人行道一侧轨道中线与巷道中线距离
b2′=TM/2—（B2—b2）=7219.17/2—（3600—1530）=1539.58mm
（3）按行人要求确定墙高h3
架线电机车运输巷，此项则验算。
由以上验算可知，原定TM，TN处墙高1400mm能满足安全要求。
交岔点墙的基础深度，水沟侧为500mm,另一侧为250mm,e值为零。
材料消耗量数据见表4
表4材料及消耗量计算表
第X号交叉点
顺序
计算段
断面m2
长度m
体积m3
材料消耗m3
掘进
基础
墙
拱
充填
柱端面
驻堆
7.45
11.2
0.28
0.29
2.16
3.25
0.08
0.33
0.41
0.07
0.24
19.79
26.95
10.848
147.70
206.93
4.45
13.25
48.27
3.79
1.08
2.00
14.90
22.40
0.56
2.28
2.82
0.46
0.83
179.66
254.98
5.65
18.45
54.32
4.78
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