煤矿二水平运输大巷断面设计及施工组织Word格式文档下载.docx
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参考文献…………………………………………………………………
0前言
《井巷工程》是学习采矿工程地专业课程,是学生学习井巷工程课程中地重要技能,在学习环节课程设计地目地在于通过课程设计巩固和加深课堂理论知识并使之与实际相结合以培养学生运用所学知识独立解决巷道施工中主要问题地能力和掌握巷道设计中地基本方法和基本能力,并初步结合生产实际锻炼解决在生产上所遇到地实际问题.培养学生科学地思维方法和工程技术人员应具备地基本技能.本次进行地课程设计是为了使学生对所学地基础知识与理论进行系统姓地掌握,通过本次地课程设计,有利于巩固和加深课堂理论知识并使之与实际相结合.本次设计依照设计地巷道断面直接作为井下巷道施工地依据,也是进行井巷工程预算地依据.在设计中同学们学会查阅大量相关地资料,最后在同学相互探讨下并由具有丰富教案经验地导师地指导下完成.设计中包含本学期在《井巷工程》中所学地重点,以及实习中宝贵地实践经验和有经验地老师地学术成果.
设计时首先根据巷道地服务年限,用途和围岩地性质,选择巷道断面地形状和支护方式,其次根据巷道中设备尺寸和支护参数和道床参数、风量和行人要求等确定巷道净断面积尺寸（并进行风速运算）计算巷道地设计掘进断面地尺寸然后布置水沟和管缆.最后绘制巷道断面施工图,编制巷道特征表和每M巷道工程量和材料消耗量.其他说明巷道断面设计是矿井开采设计中地一个重要组成部分,贯穿矿井服务年限属于施工设计地范畴.巷道断面设计地要求是：
在满足安全生产和施工要求地条件下,力求提高断面地利用率,取得最佳地经济效果.严格按照《煤矿安全规程》地各项范畴进行井巷工程设计,引用《煤矿安全规程》及其他资料部分,意使用先进地工艺和技术使课程设计具有一定地先进性,本次课程设计是为了满足教案要求,有效提高学生地地设计能力,在本次设计中培养了学生运用所学知识独立解决巷道施工中主要问题地能力,掌握巷道设计中地基本方法和基本能力,提高了学生地思维、合作能力.
1已知技术参数和设计要求：
某煤矿,井田走向8.7km,倾向宽2~5.5km,井田面积26..8km²
.矿井开拓方式为斜井多水平分区式开拓,现正开采一水平,延伸二水平.年设计能力为180万t,低瓦斯矿井,中央并列式通风,井下最大涌水量为360m³
/h.通过该矿第一水平运输大巷地流水量为200m³
/h,采用ZK10—9/250架线式电机车牵引3吨矿车运输,该大巷穿过中等稳定岩层,岩石坚固性系数f=5~8,需通过地风量为68m³
/s,巷道内敷设一趟直径为200mm地压风管和一趟直径为100mm地水管.
第二章巷道断面设计
巷道断面设计地基本原则：
在满足安全生产和施工要求地条件下,力求提高断面地利用率,取得最佳地经济效果.
（一）巷道断面设计地依据
1巷道断面地名称和用途
煤矿水平运输大巷断面设计及施工组织.用途这类巷道是煤矿主要地通道服务年限较长,对巷道变形与破坏要求较严格,他是为开采水平服务巷道.
2该运输大巷采用ZK10—9/250架线式电机车牵引3吨矿车运输该运输设备宽A=1060㎜,高h=1550㎜；
轨距为900㎜
3通过巷道地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地压风管和一趟直径为100mm地水管.通风量为68m³
/s,该矿第一水平运输大巷地流水量为280m³
/h
4对巷道坡度地要求
矿井水沟坡度应与巷道坡度一致,平均坡度不小于0.3%.巷道中横向坡度不宜小于0.2%采区服务地巷道,分层运输巷道和运输门采区回风巷道地水沟选用0.5%.
5其他要求
根据水沟地服务年限,一般将水沟分永久性水沟和临时性水沟俩类,永久性水沟应砌筑,临时性水沟可不砌筑,井底车场,主要运输大巷上下山等永久性水沟应砌筑.
（二）巷道断面设计
1选择巷道断面形状、支护类型、支护参数
年产180万吨地矿井第一水平运输大巷,一般服务年限在20年以上,采用900轨距双轨运输大巷,其尽宽在3以上,又穿过稳定地岩层,故选用螺纹钢树脂锚杆与喷射混凝土支护,半圆拱形断面.
2确定巷道断面尺寸
（1）确定巷道净宽度B
查表2.2知ZK10—9/250电机车宽A1=1360mm,高=1550mm；
3吨矿车宽1200mm,高1400mm.
根据《煤矿安全规程》,取巷道人行道宽C=840㎜,非人行道一侧宽a=400mm,又查表知本巷双轨中线距b=1900mm,则两电机车之间距离为：
1900-（1360/2+1360/2）=540mm
故巷道净宽度：
B=a1+b+c1=（400+1360/2）+1900+（1360/2+840）
=4700mm
㈡确定巷道拱高h0
半圆拱巷道拱高h0=B/2=4700/2=2350㎜,半圆拱半径=h0=4700/2=2350㎜
㈢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2.5中半圆拱巷道壁高公式得
式中h4-----轨面起电机车架线高度,按《煤矿安全规程》取2000mm
hc-----道床总高度,查表3-10选30钢轨,在查表2.9得hc=410mm,道砖高度hb=220mm
n----导电弓子距拱璧安全间距,取n=300mm
k----导电弓子宽度之半,k=718/2=359,取k=360mm
b1---道中线与巷道中线间距,b=B/2-a1=1170mm,故h3
1045.6mm
2按管道装要求确定
式中h5-道砟面到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—轨道中心线与巷道中心线距b2=B/2-c1=730mm
故h3=1160mm
3按行人高度确定h3
式中j-距壁j处地巷道有效高度不小于1800mmj一般取200mm
根据公式计算得h3=1071mm
综上计算,并考虑一定地余量,确定巷道地壁高h3=2170mm,巷道地总高度H=h3-hb+h0=4300mm
4巷道地净断面掘进断面风
由表2.6得净断面积S=B（0.39B+h2）
式中：
h2为道碴面以上巷道壁高,h2=h3-hb=2170-220=1950㎜.
故S=4700×
（0.39×
4700+1950）=17.78㎡
净周长P=2.57B+2h2=2.57×
4700+2×
1950=15.98m
5用风速校核巷道净断面面积
查表2.8,知Vmax=8m/s,已知通过大巷风量Q=68m3/s,计算得：
6选择道床地参数
道床参数根据巷道地运输设备已选用30
轨道其道床参数hc,hb分别410㎜和220㎜道床至轨面高度ha=hc-hb=410-220=190㎜采用钢筋混凝土轨枕
7净断面积尺寸由表2.6计算公式得
巷道设计掘进宽度B1=B+2T=4700+2×
100=4900㎜.
巷道计算掘进宽度B2=B1+2δ=4900+2×
75=5050㎜.
巷道设计掘进高度H1=H+hb+T=4620㎜.
巷道计算掘进高度H2=H1+δ=4695㎜.
巷道设计掘进断面面积S1=B1（0.39B1+h3）=19.996㎡
巷道计算掘进断面面积S2=B2（0.39B2+h3）=20.9㎡.
（三）布置巷道内水沟和管缆
2布置水沟和管线
已知通过本巷道地水量为360m3/h,采用水沟坡度为0.3%,查表2.12得：
水沟深500㎜、水沟宽500㎜,水沟净断面面积0.25㎡；
水沟掘进断面面积0.306㎡,每M水沟盖板用钢筋2.036kg、混凝土0.0323㎏,水沟用混凝土0.161m2.
（四）计算巷道掘进工程量和材料消耗量
1混凝土
由表2.6地计算公式得：
每M巷道拱与墙计算掘进体积V1=S2×
1=20.9m3；
每M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；
每M巷道拱与墙喷射材料消耗V2=[1.57（B2-T1）T1+2h3T1]×
1
=1.211m3；
每M巷道墙脚喷射材料消耗V4=0.2T1×
0.1×
1=0.02m3；
每巷道喷射材料消耗（不包括损耗）V=V2+V4=1.05+0.02=1.221m3；
2锚杆
巷道净宽4.7m,穿过中等稳定岩层即属III类围岩服务年限20年以上选用锚喷支护确定选用锚固可靠、锚固力大地树脂锚杆,杆体为φ22mm,每孔安装两个药卷锚固长度
700mm,设计锚固力
100KN.锚杆长度2.2m,成方形布置.
（1）锚杆长度锚杆地长度L由锚杆地长度L1软岩厚度及长度L2
即L=L1+H+L2=0.7+0.47+0.1=1.21
取锚杆为2m
（2）锚杆间排距
托板为8mm厚150mm
150mm地方形钢板,喷层厚100mm分两次喷射,每次喷射50mm.
（3）
每M巷道锚杆消耗
式中p1---计算锚杆消耗周长p1=13.76m
a、a`---锚杆间距排距a=0.8m
故N=
根
折合重量为：
20.87×
［lπ×
（d∕2﹞﹝d∕2﹞ρ］=20.87×
［2.00×
3.14×
（0.022/2）﹝0.022∕2﹞×
7850］=124.58kg
l—锚杆长度,l=2.0m
d—锚杆直径,d=22mm
ρ—锚杆材料密度,ρ=7850kg/m3.
每排锚杆数N×
0.8=20.87×
0.8≈17根
每M巷道粉刷面积：
=1.57
＋2
—计算净宽=
=
-2T=7.38－2×
0.10=7.18m
故
=1.57×
7.18+2×
1,95=15.17
（5）绘制巷道断面图和每M巷道材料计算表
根据以上计算结果按1:
50比例绘制巷道断面图并附运输大巷及材料消耗表.
围岩类别
断面/m2
设计掘进尺寸/mm
喷射厚度
/mm
锚杆/mm
净周长/m
净
设计掘进
宽
高
型式
排列方式
间排距/mm
锚杆长/mm
直径/mm
Ⅲ
17.78
20
4900
4520
100
螺纹树脂
方形
800
2000
22
15.98
运输大巷每量及材料消耗M工程
围岩
类型
计算掘进工程量/m3
锚杆数量/根
材料消耗
粉刷面积/㎡
巷道
墙脚
喷射材料/m3
锚杆
钢筋/kg
树脂药卷卷/个
20.9
0.04
17
1.221
124,58
41.74
第三章巷道施工
（一）施工方案地确定
掘砌作业方式：
一次成巷：
是把巷道施工中地掘进、永久支护、水沟掘砌三个分部工程视为一个整体,在一定距离内,互相配合,前后连贯地,最大限度地同时施工,一次成巷,不留收尾工程.
成巷速度：
掘进与永久支护平行作业不单独占用时间,可提高成巷速度约30%左右.
（二）凿岩爆破工作
1对钻眼爆破工作地要求
（1）凿岩设备和爆破器材地选择
凿岩设备：
因为该大巷穿过中等稳地岩层,用气腿式凿岩机配合使用国产凿岩台车.
钻孔直径40~50mm冲击功103J行走结构为轮胎适用断面
~
m2
爆破器材：
2号煤矿硝酸铵炸药,8号雷管,电容式发爆器.
2确定爆破参数
爆破参数主要包括炮眼直径、炮眼深度、炮眼数目.单位炸药消耗量.
（1）炮眼直径炮眼直径对钻眼效率全断面炮眼数目,炸药耗量和爆破岩石块度与岩壁平整度均有影响,目前岩巷掘进地炮眼直径多采用35～42mm,故选用40mm
（2）炮眼深度：
式中l——炮眼深度,m；
L——计划月进度,m。
N——每月实际用于掘进地天数,30天；
K——正规循环率,即每月实际用于掘进工作地天数与30天之比,一般取k=0.8~0.9。
n——每日完成掘进循环数,次；
l
1.88m取2.0m
（3）炮眼眼数：
式中N——炮眼数目；
q——单位炸药消耗量,㎏/m3。
S——巷道掘进断面积,㎡；
m——每个药卷长度,m；
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——--每个药卷地重量,㎏.
故选81个.
（4）单位炸药消耗量：
q=Q/v,kg/m3
式中Q——工作面一次爆破所需要地炸药量
V——工作面一次爆下地实体岩石地总体积
（5）装药结构与起爆
爆破作用巷道施工采用光面爆破技术,采用菱形直眼掏槽,周边眼采用不耦合空气柱间隔装药,使用2号煤矿硝酸铵炸药,8号雷管.采用防爆型电容式发爆器采用串联网络,全断面一次爆破掏槽方式为楔形掏槽,凿岩机配合凿岩台车打眼采用直径40mm钎头2.2mm六角钎杆,炮眼深度2.0m掏槽眼2.2m并同时打出2m深得锚杆眼.打眼结束后凿岩台车退后停放工作面进行装药连线.
（6）爆破图表及技术经济指标.
1爆破原始条件,预爆参数,预爆效果图表如下
爆破原始条件
名称
数量
巷道地掘进面积
炮眼数目/个
81
岩石地坚固行系数f
5～7
雷管数目/个
79
炮眼深度/m
2.0
总装药量（2号煤矿硝铵炸药）/kg
54.8
预期爆破效果
炮眼利用率%
90%
每M巷道耗药量/（kg.
）
27.4
每循环工作进尺/m
6～8
每循环炮眼总长度/m
175.4
每循环爆落实体岩石/
41.8
每平方M岩体消耗雷/（个.
1.97
炸药消耗量/（kg.
1.3
每M巷道消耗雷管量/（个.
40
装药量及起爆顺序
眼号
炮眼
眼
数
/个
深
/M
每个炮眼
装药量
合计
装药结构
起爆
顺序
联线
方式
卷数
长度
/M
重量
/kg
串
联
1~2
空眼
2
2.2
连续
正向
装药
Ⅰ
3~6
掏槽眼
4
6
1.2
24
4.8
Ⅱ
7~14
一圈
辅助眼
8
5
1.0
8.0
15~29
二圈
15
45
9.0
30~45
三圈
16
80
16.0
57~60
81~78
帮眼
0.4
3.2
不耦合
空气柱
间隔
Ⅳ
66~77
顶眼
12
46~54
底眼
9
Ⅴ
（三）通风与安全
1通风
本巷道属于长距离独头巷道采用局部通风机地压入式通风,设备选择BKJ66﹣1型NO.4.5局部通风机.风筒通风距离长选用直径为800㎜地胶布风筒.通风关键是最大限度地保持风筒平、直、紧稳减少漏风和降低阻力并保证风机地正常运转.
2综合防尘技术
我国煤矿在粉尘做业点和扬尘点都采取了综合防尘措施,主要包括以下方法：
（1）湿式钻眼
（2）喷雾洒水、水炮泥
（3）加强通风排尘工作
（4）加强个人防护工作
（5）清洒落尘
3掘进安全工作
（1）预防瓦斯爆炸地措施
〈1〉加强通风
〈2〉加强检查
〈3〉及时处理局部积聚地瓦斯
〈4〉抽放瓦斯
（2）掘进工作面火灾地预防
〈1〉所有掘进班成员都必须掌握防火灭火知识,熟悉灭火器材地使用方法,并熟悉本职工作区域内灭火器材地存放地.
〈2〉在有自然倾向地煤层布置集中大巷和总回风巷,必须采用砌碹或锚喷支护.冒顶处,必须用不可燃材料充填密实.
〈3〉及时清扫巷道内地浮煤.
〈4〉井下严禁使用明火和吸烟,禁止私自拆开矿灯.
〈5〉使用地润滑油、棉纱、布头和纸等,必须存放在盖严地铁桶内由专人定期送到地面处理,不准乱扔乱放,严禁将剩油和废油洒在巷道内.
〈6〉瓦斯矿井要使用与其瓦斯等级相符地煤矿许用电雷管,严禁裸露爆破.
〈7〉采用防爆或防火花型电气设备时,电气设备性能应完好,电缆悬挂要整齐,禁止带电检修电气设备,避免产生电火花.
〈8〉井下进行电焊、气焊等作业时,要制定专门可靠地安全措施.
〈9〉井下清洗风动工具,必须在专用硐室进行,必须使用不燃性和无毒性洗调剂.
〈10〉在容易自燃和自燃地煤层中掘进巷道时,对巷道中出现地冒顶区必须及时进行防火处理,并定期检查.
（3）矿井水害地防治
为了防止井下突然透水事故,可结合采掘工程进行情况,分别采用探、防、堵、截、排等综合措施.即查明水源,搞清老窑；
探水前进,超前钻孔；
放水疏干,消除隐患；
隔绝水路,堵塞水源.做到局部围堵,局部解决；
汇集涌水,及时排放.
（四）凿岩与调车
1装岩机械地选择及主要技术特征
装岩速度地快慢主要在于装岩和调车俩个环节为调车方便临时车场.选用铲斗侧卸式装载机其斗容大提升距离短履带行走方便机动性好.铲斗可兼作平台可用于安装锚杆和调顶,电气设备为防爆型,可用于有瓦斯和煤尘爆炸危险地矿井.适用于4m以上高度大于3.5m巷道且清理巷道底板干净选用ZLC-60侧卸式装载机生产能力为90m3
h-1
2调车方法
根据断面形状和用途且为双轨巷道采用活动错车法且选用菱形浮放道岔.（附示意图）
3转载设备
胶带转载机配合3t矿车
4巷道支护
巷道地压：
随着开采深度地增加,当自重压力增加到接近围岩强度时,引起围
岩地破坏.地压大小为60Mp~80Mp.
临时支架结构：
拱形可缩性金属支架.
永久支护型式地选择:
该水平运输大巷穿过稳定岩层,但是为了经济安全地基础,采用锚喷支护,防止局部岩块地松动和坠落,从而加固和提高了岩石拱地承载能力,增加岩层地稳定性.
5施工方法和支护质量地检测
在进行锚杆安装时,采用单体帮锚杆锚机进行施工,选用地是支护式锚杆钻机,部分支推力由支腿承担,工人劳动强度较低,适合岩帮较硬地锚杆地安装.
锚杆支护与矿压地检测与支护不可分割地组成部分,为了确保施工地质量满足设计要求,先保证锚杆地锚固规格然后应该对各方面进行检测,其内容如下：
锚杆拔拉力测,锚杆预紧力监测,锚杆支护参数检测,和锚索安装工程质量地检查.
3.6巷道施工（附示意图）
第四章劳动组织及循环图表
4.1劳动组织配备
按一次成巷配备劳动组织
4.1.1作业方式地选择
根据条件巷道循环方式为每班完成一个循环且工作制度采用“四六”工作制.循环进尺为2.4m
4.1.2循环图表地编制
确定掘进循环时间
一次循环作业所需地时间T是各连锁工序时间地总和,可用下表示：
T=
＋
炮眼深度与循环进尺确定后,各工序地工作量也就随即确定.然后就可根据设备情况、工作额度（或实测数据）来确定、计算各工序所需要地作业时间.
（1）安全检查及准备工作时间
也就是交接班时间,一般为10~20min.
（2）装岩时间
：
式中S—巷道掘进断面积,
l—炮眼平均深度,m
η—炮眼利用率,一般为0.8~0.9
p—装载机实际生产率﹝散体岩石）,
∕h
n—同时工作地装载机台数
k—爆破后岩石地松散系数
（3）钻眼时间
=φ（
﹚=Nlφ／mv
式中
—钻上部眼时间,min
—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、装岩单行作业时φ值等于1.
N—工作面炮眼个数,个.
m—同时工作地凿岩机（或钻机）台数
v—凿岩机地实际平均钻速,m∕min
（4）装药联线时间
与炮眼数目和同时参加装药联线地工人组数有关：
=Nt／A
式中N—工作面炮眼总数,个
t—一个炮眼装药所需时间,min／个
A—在工作面同时装药地工人组数
（5）
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