井巷工程课 程 设 计Word文件下载.docx
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设计进尺30m/月。
矿山设计年产量67万t/a；
服务年限30年。
三.巷道断面设计
（一）已知参数
设计长度=700m；
巷道运输量=1800T/天；
围岩密度=2.52T/m³
，
松散系数=1.47；
最大用水量=20m³
/h,巷道通风量=9.8m³
/s;
设计进尺=30m/月；
矿山设计年产量=67万t/年；
服务年限=30年
（二）巷道断面形状的选择
通常服务年限长达数十年的主要开拓巷道断面形状以选用拱形为好，此处该矿山的服务年限为30年，所以巷道断面选择半圆拱形，双轨，锚喷支护。
三确定巷道净断面尺寸
1.巷道净宽的确定
拱形巷道的净宽度B是指直墙内侧的水平距离可按照式子
B0=2b+b1+b2+m计算
式中b——运输设备的宽度
b1——运输设备到支护体的间隙
b2——人行道的宽度，mm
根据金属矿山井下运输设备类型规格尺寸表（详见井巷工程教材p61-1），可选择电机车类型为ZK7-6/550，电机车长L=4500mm,宽b=1060mm,高h=1550mm,规矩S0=600,架线高度H1=1800-2200mm,这里选取2000mm,线路中心线F=1300mm;
m=240mm
选用YGC1.2（6）矿车，长为1900mm,宽为1050mm,高1200mm.
根据各种安全间隙表（详见井巷工程p71-2）可得b1=400mm,根据人行道宽度表（详见井巷工程p71-3）
可得b2=800mm
所以巷道的净宽度B0=2b+b1+b2+m
=2x1060+400+800+240
=3560mm
2.巷道的净高确定
巷道的净高H0是指从道渣面至拱顶内圆的垂直距离，应该满足运输、行人及管揽架设的要求。
拱形断面巷道的净高度H0为
H0=f0+h3-h5
式中f0——拱形巷道拱高，mm
h3——拱形巷道墙高,mm
h5——巷道铺轨道渣厚度,mm
f0=B0/2=3560/2=1780mm
半圆拱半径R=f0=1780mm
H1——巷道轨面至导电弓子的高度，此处选2000mm
h6——巷道底板至轨面的高度，查表可得，h6=400mm
=2400-950
=1450mm
又查表可得h5=250mm,所以
H0=f0+h3-h5=1780+1450-250=2980mm
3.确定巷道净断面积S和净周长P
h2——道砟面以上巷道壁高，h2=h3-h5=1450-250=1200mm
净断面积S=B0x（H0-f0）+πR²
/2
=3560x（2980-1780）+3.14x1780²
=9.25m³
净周长P=2.57B0+2h2=2.57x3560+2x1200=11549mm
=11.55m
（三）确定巷道设计掘进断面尺寸和计算掘进断面尺寸
1.支护参数的选择
该巷道采用锚喷支护，根据巷道净宽3.56m、穿过中等稳定岩层、服务年限等于40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。
2.道床参数的选择
根据巷道运输量与机车，矿车及轨道型号规格关系表
运输量/万吨
机车重量/t
矿车容量
M³
轨距/mm
轨道型号kg/m
30-60
7-10
1.2-2.0
600
22-30
60-100
10-14
2.0-4.0
600,762
100-200
14,10双轨
4.0-6.0
762,900
30-38
可以选用22-30的钢轨，这里确定为30，道床总高hc为400mm,总宽hb为250mm
3.巷道掘进断面设计
巷道设计掘进宽度B1=B0+2T=3560+2×
100=3760mm。
巷道计算掘进宽度B2=B1+2δ=3760+2×
75=3910mm。
巷道设计掘进高度H1=H+hb+T=2980+250+100=3330mm。
巷道计算掘进高度H2=H1+δ=3330+75=3405m
巷道设计掘进断面面积S1=B1（0.39B1+h3）=3760（0.39x3760+1450）=10965664mm2=10.97㎡
巷道计算掘进断面积
S2=B2（0.39B2+h3）=3910x（0.39x3910+1450）=11631859mm2
=11.63㎡
巷道断面设计图
设计支护参数表
序号
项目
设计要求
允许误差（mm）
1
净宽
3600
0～+200
2
净高
2800
0～+150
3
喷浆厚度
150
≮设计值
4
基础深度
水沟边350，无水沟边200
0～+100
5
锚杆间排距
800×
800
-100～+100
6
水沟规格
500×
500
0～+50
7
毛断面（m2）
9.83+0.25＝10.08
毛断面＝新掘巷道毛面积+水沟面积
净断面（m2）
8.65+0.25＝8.9
从渣面算起，含水沟断面
说明：
为行人方便，水沟必须铺设盖板
每米工程量材料消耗表
材料消耗
锚杆数量（根）
喷射材料（m3）
网片（块）
墙角材料（m3）
11
1.18
0.037
墙角喷射材料消耗=水沟断面积×
喷射厚度；
每米巷道拱与墙喷射材料消耗=1.57×
（掘进宽度-喷浆厚度）×
喷浆厚度+2×
墙高×
主要用途：
水平运输车场、采区变电所、采区下部车场（有机车运行）。
（四）布置巷道水沟管线
水沟布置：
根据题目所给该平巷最大涌水量为40m³
/小时，水沟的坡度与平巷的坡度相同，一般不小于3‰，横向坡度不小于1:
0.1-1:
0.25.此处水沟坡度选择3‰，水沟采用梯形断面，深400mm，净断面上宽b1=500mm，下宽b2=400mm,水沟的净断面积为
S=（b1+b2）h/2=（500+400）x400/2=1800mm2
水沟的有效断面积为S’=0.75S=0.75X1800
=1350mm2
管线布置：
管子悬吊在人行道一侧，管子的架设一般采用管墩、托架的方式，并应该考虑便于维修。
电力电缆挂在非人行道一侧，通信电缆挂在管子上方，电力电缆和通讯电缆一般不要铺设在巷道的同一侧，应该各自悬挂，且将动力电缆布置在通讯照明电缆的下方。
电缆与风水管平行铺设时，电缆要悬挂在管道的上方，并隔开300mm以上的距离。
（六）.计算巷道掘进工程量及材料消耗量
每米巷道拱与墙计算掘进体积
V1=S2x1=11.63x1=11.63m³
每米巷道墙脚计算掘进体积
V3=0.2×
（T+δ）×
1=0.2x（100x0.001+0.075）
=0.035m³
每米巷道拱与墙喷射材料消耗
V2=［1.57（B2-T1）T1+2h3T1］×
=［1.57（3.91-0.1）0.1+2x1.45x0.1］×
=0.889m³
每米巷道墙脚喷射材料消耗
V4=0.2T×
1=0.2×
0.10=0.02m3
每米巷道喷射材料消耗（不包括损耗量）
V=V2+V4=0.889+0.02=0.909m³
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×
3.910+2×
1.45=9.0387m
a、a′——锚杆间距、排距，a=a′=0.8m
所以N=（9.04+0.5X0.8）/（0.8X0.8）=14.75根
折合重量为：
14.75X（Lπ（d÷
2）²
ρ）
=14.75x（2x3.14（0.018÷
7850）
=58.90kg
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=2x14.75=29.5支
每排锚杆数为：
0.8N=0.8x14.75=11.8≈12支
每排树脂药卷数为：
0.8M=0.8×
39.5=23.6≈24支
每米巷道粉刷面积：
Sn=1.57B3+2h2
式中B3为计算净宽B3=B2-2T=3.91-2x0.1=3.71m
所以Sn=1.57×
3.71+2×
1.20=8.22m2
（七）.绘制巷道断面施工图及编制巷道特征表和每米巷道工程量及材料消耗表
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
净面积
设计掘进
宽
高
形式
外露长度
排列方式
间、
排拒
锚杆长
直径
III
9.25
10.97
3760
3330
100
树脂
方形
2000
18
13.66
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
墙角
喷射材料/m3
锚杆
0.909
钢筋/kg
药卷/卷
11.63
0.035
14.75
68.8
34.64
8.22
四．巷道断面的施工
（一）爆破参数的确定
1.炮孔深度的确定
炮孔深度是指孔底到工作面的平均垂直距离，炮孔深度的确定主要依据巷道断面，岩石性质，凿岩机具类型，装药结构，劳动组织及作业循环而定，一般来说，炮孔深度可以使每个循环进尺增，相对的减少了辅助作业时间，爆破材料的单位消耗量也可以相应降低，但炮孔太深时凿岩速度就会明显降低，从我国一些矿山的具体情况来看，采用气腿凿岩机，炮孔深度一般为1.8-2.0m,采用凿岩台车时，一般为2.0-3.0较为合适，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。
也可以根据月进度计划和预订的循环时间进行估算。
式中lb——炮孔深度，m
L——巷道全长，m
t——规定完成巷道掘进任务的时间，月
nM——每月工作日，按25天计算
ns——每天工作班数
nc——每班循环数
——炮孔利用率
Lb=700/（8x25x2x1x0.9）=1.9m
所以此处炮孔深度定为1.9m
2.炮孔直径的确定
炮孔直径应该和药卷直径想适应，炮孔直径小，装药困难，而过大的炮孔直径，将使药卷与炮孔内空隙过大，影响爆破效果。
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。
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。
目前我国普遍采用的药卷直径为Φ32mm和Φ35mm两种；
而迁头直径一般为Φ38-42mm,这里采用的药卷直径为Φ32mm.炮眼直径为40mm
3.炮眼数目的确定
炮眼数目直接决定每个循环的凿岩时间，在一定的程度上又影响爆破效果，实践证明，炮孔过多，在炸药量一定的情况下，每个炮孔的装药量减少，炸药过分集中于孔底，爆破岩块不均匀，将给装岩工作造成困难，炮孔过少，炮孔利用率会降低，崩落岩石少，崩出的巷道设计轮廓不规整。
炮孔数目的确定，一般根据岩石性质，巷道断面积，掏槽方式，爆破材料，种类等因素做出炮孔布置图，一次爆破所需的总炸药量确定后，则炮孔数目可如下计算
N=qS
m/ap
N——炮眼数目，个
a——装药系数（一般为0.5-0.7）
p——每个药卷重量，kg
m——每个药卷长度，mm
q——查表可得，此处为1.21
N=（1.21x10.97x0.9x0.2）/（0.6x0.1）=38.82≈39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。
但是由于岩层多变，单位炸药消耗量尚不能用理论公式精确计算，一般按《矿山井巷工程预算定额》和实际经验选取。
此处查表可得单位炸药消耗量q=1.21kg/m³
（二）选择钻眼爆破的器材
此处选用气腿式凿岩机YT-23
（三）炮眼布置与爆破图表的编制
爆破原始料件
名称
单位
数量
设计掘进断面
m2
岩石坚固性系数
%
工作面瓦斯情况
工作面涌水情况
m3/h
20
炸药和雷管类型
3号岩石硝铵炸药，V段雷管
炮孔排列及装药量
孔号
炮眼名称
炮孔深度
炮孔长度
眼数
角度
装药量
起爆顺序
连线方式
卷/眼
小计/卷
1-6
掏槽孔
1.9
2.1
72°
30
I
串联
7-16
辅助孔
10
90°
50
II
17-22
周边孔
88°
III
23-31
顶孔
9
45
V
32-38
底孔
2.0
81°
35
IV
39
水沟孔
合计
共39个炮孔
共195卷，19.5kg
预期爆破效果
名称
炮眼利用率
85
每米巷道炸药消耗量
kg/m
20.01
循环进尺
m
1.5
每循环炮眼总长
m/循环
76
每循环爆破实体岩石
m3
19.50
每立方米岩石雷管消耗量
个/m3
2.8
炸药消耗量
kg/m3
1.25
每米巷道雷管消耗量
个/m
40.13
炮眼布置图
装药填塞图
（四）通风与防尘工作
掘进巷道时通风的目的有两个：
一是把爆破产生的有害气体在较短的时间内排出工作面；
二是经常供给工作面新鲜空气，排出掘进时产生的粉尘，降低工作面温度，使工人有良好的工作条件。
由于巷道的服务年限为40年，为了达到长期的良好的通风效果，此处选取混合式通风，混合式通风是压入式通风和抽出式通风的联合应用，掘进巷道时，单独使用压入式通风或抽出式通风都有一定的缺点，为了达到快速排出炮眼的目的可利用一辅助局部通风机做压入式通风，用另一台主要局部通风，构成混合式通风。
通风管理工作
长距离通风的关键是最大限度地保持风筒平、直、稳，减少漏风和降低阻力，并保证风机的正常运转。
一般应做到以下几点：
（1）阻止和减少漏风。
方法主要有减少接头，改进接头形式，消除针眼漏风，发现破口应及时修补等
（2）降低通风阻力。
方法主要有：
采用相同直径的风筒，保证风筒吊挂质量，消除风筒内的积水，采用大直径风筒或双风筒并联供风等，必须拐弯时，应尽可能使拐弯平缓或采用铁制弯头。
（3）保证局部通风机的安全正常运转。
方法主要包括：
注意电动机的保护，实现局部通风机的风电闭锁；
采用双回路或单独供电，保证正常运转；
为了保证局部通风机最大风量和风压，叶轮和外壳间隙不得少于2mm；
局部通风机开启时，应先断续开听几次，再使风机转入运行，以避免风筒破裂或接头被拉开；
局部通风机必须指定人员负责管理，定期检查，及时处理发现的问题。
目前，采用的综合防尘措施主要有：
湿式凿岩，喷洒雾水，加强通风排尘工作，加强个人保护工作
（五）支护工作
为了保持巷道的稳定性,使巷道在服务年限内,保证其有效的使用空间,首先需防止围岩发生变形或垮落,通常掘进后一般都要进行支护.在巷道施工中,支护工作量占有较大的比重,他是与凿岩,装岩并列的主要工序,其工作在一定的程度上决定着成巷速度,支护成本通常占巷道成本的1/3-1/2,因此,合理的支护形式,搞好支护工作,对提高成巷速度,降低成本,加速矿山建设有十分重要的意义.
次巷道结合其自身服务年限长的特点和普通支护原理方法,采用永久支护中的锚喷支护施工的方法
锚喷支护有以下优点:
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。
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。
五．装岩与运输
（一）选择装岩设备
在此装岩机选择铲斗后卸式装岩机，在这类装岩机中，H-600型在矿山中使用较多，他适用于中等断面的平巷和倾角在8度一下井中，自轨面算起的巷道高度不应该小于2.2m,岩石快度以不超过200-250为宜
（二）选择运输方式
选用车厢后卸的柴油式装运机
这种装运机，可点是灵活，与其他装运机相比更类似翻斗车，运输效率高，在长距离运输时，显出独特的优点可代替无轨运输设备。
六．爆破安全评估及安全要求
（一）.用爆破法开挖巷道时，应有准确的测量图，每班都要在图上标明进度。
两工作面相据15m时，测量人员应该事先下达通知，；
此后只准从一个工作面向前掘进，并应在双方向工作面的安全地点派出警戒，呆双方人员安全撤离方能爆炸。
（二）间距小于20米的两个平行巷道工作面需要爆炸时，应通知相邻工作人员撤离到安全地点。
（三）独头巷道掘进工作面爆炸时，应保持工作面风流通畅，爆炸后工作人员进入前应该充分通风。
（四）光面爆破能有效的控制周边眼炸药爆破作用，从而减少对围岩的扰动，保持围岩稳定确保施工安全，同时减少超，欠挖，提高工作质量。
七.施工组织循环图表的制定
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。
（一）确定日工作制度
该平巷为某铅锌矿的主要硐,日工作制度采用三八工作制度,及每天三个班,每班工作八个小时
（二）确定作业方式
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。
（三）确定循环方式和循环进度
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。
这里采用一班一循环的方式
（四）计算循环时间
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
T1—安全检查及准备工作时间，亦即交接班时间，一般约为30min。
T2—装岩时间，min。
t1—钻上部眼时间，30min。
t2—钻下部眼时间，30min。
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。
这里取1
T3—装药连线时间，min。
T3=Nt/A式中N—工作面炮眼总个数，39个；
t—一个炮眼装药所需时间，5min/个；
A—在工作面同时装药的工人组数，2组。
T3=Nt/A=39x5/2=100分钟
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。
这里取3h
装岩时间的确定：
T2=s•l•η/np式中s—巷道掘进断面积，此处取10.97，η—炮眼利用率，一般为0.8~0.9，这里取0.9；
p—装岩机实际生产率（实体岩石），m3/h,p=18；
n—同时工作的装岩机台数，n=1,所以T2=s•l•η/np=10.97x0.9/18x1≈30分钟
所以，结合以上可得T=T1+s•l•η/np+φNL/mv+Nt/A+T4+T5
=0.5+0.5+1x（0.5+0.5）+100÷
60+20÷
60+3=7h
某铅锌矿掘进平行作业循环图表
工序名称
时间
早班
中班
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