井巷工程课程设计修改版.docx
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井巷工程课程设计修改版
井巷工程课程设计
目录
一、选择巷道断面形状
二、确定巷道断面尺寸
㈠确定巷道净宽度B
㈡确定巷道拱高h0
㈢确定巷道壁高h3
1.按架线电机车导电弓子要求确定h3
2.按管道装设要求确定h3
3.按人行高度要求确定h3
㈣确定巷道净断面面积S和净周长P
㈤用风速校核巷道净断面面积
（六）选择支护参数
（七）选择道床参数
（八）确定巷道掘进断面尺寸
三、布置巷道内水沟和管线
四、计算巷道掘进工程量和材料消耗量
五、绘制巷道断面施工图，编制巷道特征表和每米巷道掘进工程量及材料消耗量表
六、编制巷道爆破说明书及爆破图表，巷道循环作业图表
（一）爆破说明书和爆破图表
（二）巷道循环作业图表
七、交叉点平面设计尺寸及施工内容
（一）交叉点平面设计尺寸
（二）设计交叉点墙高
（三）计算工程量、材料消耗、编制工程量、施工方法及材料消耗表
某煤矿，年设计能力为120万t，低瓦斯矿井，采用中央分列式通风，由于上部水平煤炭资源即将采完，需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，岩石坚固系数f=15，最大涌水量P=240m3/h，该水平瓦斯涌出量为K=5m3/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、运输大巷直线段的断面及支护参数；
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（机车运行速度为2m/s）。
一、选择巷道断面形状
年产120万吨矿井的第一水平运输大巷，一股眼务年限在20年以上，采用600mm轨距双轨运输的大巷，其净宽在3m以上，又穿过稳定性较好的岩层，故选用钢筋砂浆锚秆与喷射混凝土支护，半圆拱形断面。
二、确定巷道断面尺寸
㈠确定巷道净宽度B
查表3-1知ZK10—6/250电机车宽A1=1060㎜，高h=1550㎜；3吨底卸式矿车宽1200㎜，高1400㎜。
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=400㎜。
又查表3-2知本巷双轨中心线b=1500㎜，两电机车之间的距离为：
1500-（1060/2+1060/2）=440㎜>200mm
故巷道净宽度B=a1+b+c1=a+2A1+C+t
=400+2×1060+440+840=3800㎜。
㈡确定巷道拱高h0
半圆拱巷道拱高h0=B/2=3800/2=1900㎜
半圆拱半径=h0=3800/2=1900㎜
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3-8中半圆拱巷道拱高公式得
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，道砟高度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=718/2=359，取K=360mm；
b1——轨道中线与巷道中线间距，b1=B/2-a1=3800/2-930=970mm。
故
2.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——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=3800/2-1370=530mm。
3.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。
故
综上计算，并考虑一定的余量，确定本巷道壁高为h3=1800㎜。
则巷道高度H=h3-hb+h0=1800-220+1900=3480㎜。
㈣确定巷道净断面面积S和净周长P
由表3-8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=1800-220=1580㎜。
故S=3800×（0.39×3800+1580）=11635600㎜2=11.6㎡
净周长P=2.57B+2h2=2.57×3800+2×1580=12926㎜=12.9m
（五）选择支护参数
本巷道采用锚喷支护，根据巷道净宽3.8m、穿过中等稳定岩层即属Ⅲ类围岩、服务时间大于20年等条件，得锚喷支护参数；锚杆长2.0m，间距a=0.78～0.8m，排距a‘=0.8m，锚杆直径d=18㎜，喷射混凝土层厚T1=l00mm，而锚杆露出长度T2=50mm。
故支护厚度T=T1=100㎜。
（六）选择道床参数
根据本巷道通过的运输设备，选用30kg/m的钢轨，其道床参数hc、hb分别为410㎜和220㎜，道渣至轨面高度ha=hc-hb=410-220=190㎜。
采用钢筋混凝土轨枕。
（七）确定巷道掘进断面面积
巷道设计掘进宽度B1=B+2T=3800+2×100=4000㎜。
巷道计算掘进宽度B2=B1+2δ=4000+2×75=4150㎜。
巷道设计掘进高度H1=H+hb+T=3480+220+100=3800㎜。
巷道计算掘进高度H2=H1+δ=3800+75=3875㎜。
巷道设计掘进断面面积S1=B1（0.39B1+h3）=4000×（0.39×4000+1800）=13440000㎜2，取S1=13.5㎡。
巷道计算掘进断面面积
S2=B2（0.39B2+h3）=4150×（0.39×4150+1800）
=14186775㎜2，
取S2=14.2㎡。
三、布置巷道内水沟和管线
已知通过本巷道的水量为160m3/h，采用水沟坡度为0.3‰，查表3-12得：
水沟深400㎜、水沟宽400㎜，水沟净断面面积0.16㎡；水沟掘进断面面积0.203㎡，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。
四、计算巷道掘进工程量和材料消耗量
每米巷道拱与墙计算掘进体积
V1=S2×1=14.2×1=14.2m3；
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；
每米巷道拱与墙喷射材料消耗
V2=[1.57（B2-T1）T1+2h3T1]×1
=[1.57（4.15-0.10）0.10+2×1.80×0.10]×1=0.996m3；
每米巷道墙脚喷射材料消耗
V4=0.2T1×1=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=0.996+0.02=1.016m3；
每米巷道锚杆消耗（仅拱部打锚杆）
式中，P1——为计算锚杆消耗周长,
P1=1.57B2+2h3=1.57×4.15+2×1.8=10.12m；
a、a1为锚杆间距、排距a=a1=0.8m。
故
折合质量为：
15.19×[lπ（d/2）2p]=15.19[2.0×3.14×（0.018/2）2×7850]=59.6kg
式中l——锚杆长度，l=2.0m；
d——锚杆直径，d=18mm；
P——锚杆材料密度，p=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=30.38支。
每排锚杆数为：
N×0.8=15.19×0.8=12.15≈13根
每排树脂药卷数：
M×0.8=30.38×0.8=24.30≈25支
每米巷道粉刷面积：
Sn=1.57B3+2h2
式中B3——计算净宽，B3=B2－2T=4.15－2×0.10=3.95m。
故Sn=1.57×3.95+2×1.58=9.36㎡.
五、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
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图，并附上工程量及材料消耗量表，这些施工图表发至施工单位，作为指导施工的依据。
运输大巷特征
围
岩
类
别
断面面面积/㎡
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
排列方式
间、排距
锚杆长
直径
III
11.6
12.9
4000
3800
100
螺纹杆树脂锚杆
方形
800
1800
18
12.9
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
粉
刷
面
积
/㎡
巷道
墙角
喷射材料/m3
锚杆
钢筋/kg
树脂药卷
/支
III
14.20
0.04
15.19
1.02
59.6
30.38
9.36
6、巷道掘进爆破说明书
掘进的运输大巷穿过稳定性较好的岩层，最大涌水量为240立方米每小时，瓦斯涌出量为5立方米每吨。
巷道掘进断面宽4000mm高度3800mm，掘进面积14.2平方米。
爆破器材
采用光面爆破，打眼采用MZ-12型煤电钻打眼，爆破材料采用煤矿2#安梯炸药，雷管采用8#瞬发电雷管，采用MFB-100型放炮器进行爆破。
爆破参数选择
根据原始资料提供的信息选取螺旋掏槽的掏槽方式，由于断面较大，中心空眼选为大直径（120mm）眼深2m。
一、打眼
掘进工作面配备三台MZ-1-2型煤电钻打眼，锚杆、锚索采用MQT-120型风钻，空压机型号为VF-12/7。
两台工作，一台备用，1.5米长麻花钻杆，双翼型钻头。
采用直眼楔形掏槽，平均眼深度1.34米。
打眼前根据巷道中腰线确定巷道轮廓线，严格按照爆破图表中标定的眼位打眼，掌握得好角度、深度，实行光爆一次成巷。
当煤层条件发生变化时，应及时调整爆破参数，以确保爆破效果。
（见爆破图表）
二、装药连线
采用煤矿2号铵锑炸药，1-5断延期电雷管，MFB-100型直流发爆器起爆。
放炮时连线方式为串联。
工作面打眼完毕后必须认真清理各眼孔，用木制炮棍将药卷轻轻送入眼底，不得用力冲撞或捣实药卷，胀炮泥封实炮眼孔，封泥长度应符合《煤矿安全规程》规定。
三、放炮
放炮器采用MFB-100型，放炮前认真检查爆破网络是否符合要求，放炮母线是否正常，有无破损，各接头必须绝缘并悬空；工作面有无杂散电流，人员是否撤到安全地点；放炮直线躲避距离不得少于100米，转弯或分支巷道不少于75米，水泵房通道口、水仓通道、变电所通道、主井5#煤联巷内，在警戒位置悬挂警戒牌。
严格执行“一炮三检制”和“三人连锁放炮制”。
四、炮掘施工安全技术措施
1、打眼前，首先对钻具及配套设备进行检查，煤电钻是否正常运行，有无漏电、电缆绝缘是否完好，发现问题及时解决。
2、钻眼时，必须按照钻工岗位责任制和钻眼顺序打眼，钻工在钻眼过程中，要注意上下左右相互配合，避免拥挤和忙乱，钻机周围人员人员注意力要高度集中，尤其每台钻机的前方、钻机下面不能有人停留，避免发生断杆伤人。
3、眼窝要落在实体上，不准掏残眼。
4、打眼扶钻人员要避开眼口方向，两脚前后蹬开，脚踏实地、打眼时不要推力过猛，钻要保持平稳，不要上下左右摇摆，避免发生断杆且影响打眼质量。
5、打眼工和扶钻人员严禁戴手套，同时扎紧袖口，严禁用手或脚碰撞旋转中的钻杆；打眼工好扶钻工应密切配合，打眼的同时，密切观察顶板情况，发现不安全隐患，立即处理。
6、打眼过程中，如发现出水、出气、瓦斯涌出等异常现象，要立即停止打眼工作，但不能抽出钻杆，要及时汇报值班
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