阜新王营子煤矿巷道施工设计与概预算Word文档下载推荐.docx

1、7.7分项工程预算表（见07表） 508施工期间工程管理 568.1工程建设监理的管理和内容 568.2建设项目工期控制 589结论 61致谢 62参考文献 63附录A 64附录B 74前言 本设计为王营子矿的施工组织设计及其概预算。设计中的重要数据和图表都是以王营子煤矿的地质资料、井筒断面图、巷道断面图、等为依据，严格的依照了矿井建设专业毕业设计教学大纲的要求进行计算和描绘。在进行设计过程中，严格遵守煤矿安全规程和煤矿施工设计规范的有关规定，不仅注重加强了基本理论、基本方法技能的学习和基本能力的培养；而且注重了与其它课程的联系，特别是与课本及规程的衔接与配合。内容和步骤;首先根据巷道的服务年

2、限，用途和围岩的性质，选择巷道断面的形状和支护方式，其次根据巷道中通过的设备尺寸和支护参数和道床参数通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）计算巷道的设计掘进断面的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米巷道工程量和材料消耗量。1 工程概况1.1矿井交通位置王营子矿区位于阜新盆地中北部，阜新市系辽宁省辖市之一，位于辽宁省西北部，与省会沈阳市直线距离147.5公里。往南经锦州可直下京、津；北上经通辽可到霍林河矿区；东达沈阳及辽东沿海城市；西至朝阳、内蒙古赤峰，是辽宁西部的交通要道。阜新全境呈矩形，中轴斜交于北纬4210和东经1220的交点上。 图1-1

3、地理交通位置 figure 1-1 Geographic location of traffic1.2 矿区气候特征 矿区高空处于西风环流带中，常有气旋（低气压）和反气旋（高气压）由西向东移动。特别是春季，气旋和反气旋常呈追逐式移动，导致西南与西北大风交替出现，气温因之忽高忽低。夏季季风来自南部海上，矿区在副热带高压（或其边缘）控制下，高温高湿，多阴雨天气。冬季季风来自西伯利亚，受大陆冷高压控制，阜新市气温低而多晴。矿区所在地区地势由西北向东南呈阶梯式下降，山丘多由西南向东北伸展，对来自西方的气流有下沉作用。西来气流含水汽较少。所以西来系统过境雨水稀少；南来系统因地形抬升作用降水有所加强。本矿

4、区气候属于北温带大陆季风气候区，四季分明，雨热同季，光照充足。矿区的四季是以候平均气温高于20为夏季，低于3为冬季（全国标准：高于22为夏季，低于10为冬季）。介于二者之间的气温分别为春、秋季。1.3 矿区地质条件 阜新盆地位于中朝地台的东北部 ,燕辽断隆区东段 ,是在前寒武纪长期抬升剥蚀的基础上 ,燕山运动中期断裂作用形成的北北东向断陷盆地。盆内沉积了一套内陆含煤碎屑岩及火山碎屑岩建造 ,分布面积约 2 0 0 02 。王营子矿区位于阜新盆地中北部 ,分布面积约102 。含煤地层主要为上侏罗统阜新组 ,是一套以河流相为主的砂砾岩、粗砂岩、粉砂岩、泥岩夹煤层组合。厚度 530 710 ,大多为

5、 550 60 0。该组煤层与邻区相比厚度大 ,层数多 ,分布广 ,纵向上自上而下可划分为水泉段、孙家湾段、中间段、太平段和高德段累计煤层厚度 2 0 .69 10 2 .85 ,结构较复杂 ,分叉尖灭现象明显。从煤层平面叠加厚度看 ,北部和中部厚度相对较大。煤岩类型以亮煤和半亮煤为主 ,煤岩组分中镜质组含量一般大于 90 %。各煤层镜质体反射率值一般在 0 .4 2 % 0 .62 %之间 ,挥发分产率一般在 38.36% 4 1.81%之间 ,煤级以长焰煤为主 ,部分为气煤。在侵入岩影响区镜质体反射率值可高达 1.2 1% ,挥发分产率降低.矿区构造属于一个较完整的同生向斜, 向斜的走向由

6、西部的北西到东部转为北东。区内发现落差大于20 m 的断层共6 条, 均为张性或张扭性正断层。喜山期区内岩浆活动较为强烈, 岩浆侵入均以近东西向高角度辉绿岩岩墙为主。矿区内共发育岩墙31 条, 走向45􀀁 105􀀁, 宽度0. 8 82 m, 规模较大的岩墙对煤层的破坏较大, 并对煤的变质程度有一定的影响。1.4通讯矿井施工期地面通讯利用永久通讯工程，永久通讯工程在施工准备期形成。行政通讯电话引自中国铁通或电信网络，采用光缆接入。交换机设在临时办公室内，待永久办公楼建成后，移进楼内机房。变电所之间电力调度通讯先期使用行政通讯电话，待变电所永久工程完成后，电力

7、调度通讯也同时完成，此后行政通讯电话为备用通讯方式。1.5供电 初步设计王营子煤矿2回电源均引自多伦110kV变电站，施工准备期形成2回35kVd的LGJ12030永久输电线路，保证施工用电。永久变电所形成前设356.3临时变电所一座，安装8000kVA变压器1台（可利用永久设备），保证冻结及掘砌施工。临时变及输电线路未形成时，先从场区附近经过的农电10kV输电线路分接1条LJ7010kV输电线路，引进场区供冻结打钻、四通一平等临时施工用电，待临时变电所投用后拆除。1.6供水 据水文地质资料，矿井工业场地及井下用水可以采用地下水作为水源。在施工准备期建设矿井永久水井供施工使用。水源地选址为矿井

8、工业场地的西北部，距工业场地300米处，设2眼水源井，每井井径330mm，井深70m，井出水量20m3 导电弓子距拱壁安全间距，取n=300毫米；K 导电弓子宽度之半，K=7182=359，取K=360毫米；轨道中线与巷道中线间距， =B2=36002930=870（mm）； 故2000mm+410mm-mm=1552mm。（2）按管道装设要求确定h3+-式中碴面至管子底高度，按煤矿安全规程取=1800mm； 管子悬吊件总高度，取=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-=3600mm2-1370mm=4

9、30mm。故 1800mm+900mm+220mm-mm=1633mm（3）按人行高度要求确定式中，j为距壁j处的巷道有效高度，不小于1800毫米。j100毫米，一般取200毫米。1800mm+220mm-mm=1195mm综上计算，并考虑一定的余量、确定本巷道壁高为=1820mm。则巷道净高度H=1820220+1800=3400mm。4、确定巷道净断面积S和净周长P由表2.3得：净断面面积S=B（0.39B+）渣面以上巷道壁高， =1800200=1600毫米故S=3600（0.393600+1600）=10814400=10.8 净周长 P=2.57B+2h=2.573.6+21.6=1

10、2.5 m2.3 巷道风速验算巷道通过的风量是根据对整个矿井生产通风网络求解得到的。当通过该巷道的风量确定后，断面越小，风速越大。风速过大，不仅会扬起煤尘，影响工人身体健康和工作效率，而且易引起煤尘爆炸事故。设计时，在不违反煤矿安全规程的情况下，按照煤炭工业设计规范规定，矿井主要进风巷的风速一般不大于6ms，为矿井增产留有余地。按下式进行风速验算：v=vmax式中 v通过该巷道的风速，ms； Q根据设计要求通过该巷道的风量，50m3s； S巷道的净断面面积，10.8； vmax该巷道允许通过的最大风速，按下表确定，为6ms。由公式得v=5010.8=4.636ms。 表2-2 巷道允许的最高风

11、速 Table2-2 the and technical characteristic使用地点运输设备钢轨规格（kgm-1）斜井箕斗 人车运送液压支架设备车30,381t，1.5t矿车22平硐大巷井底车场8t及以上机车3t以上机车30采区巷道30,2222,15因此按表知，钢轨规格应选取30 kgm-1。在倾角大于150的巷道中，轨道的铺设应采取防滑措施。轨枕规格轨枕的类型和规格应与选用的钢轨型号相适应。矿井多使用钢筋混凝土轨枕和木轨枕，个别地点也有用钢轨枕的。混凝土轨枕主要是用于井底车场、运输大巷、上（下）山和中巷；木轨枕主要是用于道岔等处；钢轨枕主要是用于固定道床。由于预应力钢筋混凝土轨枕

12、具有较好的抗裂性和耐久性，同时具有构件刚度大、节约木料、造价低等优点，所以应大力推广。常用轨枕规格见下表表2-4 常用轨枕规格 Table2-4 common component specifications轨枕类型轨距mm轨型（kgm）全长mm全高mm上宽mm下宽mm木轨枕6001512001201401301501609001600钢筋混凝土轨枕15或22110012001201501101301401703015001600150200140160180250预应力混凝土轨枕115100 表2-5 常用道床参数 Table2-5 track bed parameters used巷道类型

13、钢轨型号（kgm）道床总高度道碴高度道碴面至轨道面高度hamm井底车场及主要运输巷道410220190380采取运输巷道上、下山350可不铺道碴，轨枕沿底板浮放，也可以在浮放轨枕两侧充填掘进矸石运输巷、回风巷250因此，选用钢筋混凝土轨枕，其道床参数：=410mm，=220mm，道碴至轨面高度=410mm-220mm=190mm。8、确定巷道掘进断面尺寸巷道设计掘进宽度=B+2T=3600+2lO0=3800毫米巷道计算掘进宽度+2=3800+275=3950毫米巷道设计掘进高度=H+T=3400+220+100=3720毫米巷道计算掘进高度+=3700+75=3795毫米巷道设计掘进断面积=

14、 （0.39+）=3800（0.393800+1820）= 12571600。取=12.55巷道计算掘进断面积）=3950（0.393950+1820）=13213975。取=13.22.5布置巷道内水沟和管线已知通过本巷道的水量为160，现采用水沟坡度为0.3，水沟深400毫米、水沟宽400毫米，水沟净断面积0.16；水沟掘进断面面积0.203。设置水沟的盖板厚度是50毫米。水沟盖板净断面积0.02。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。2.6 绘制断面图 图2-1 巷道断面施工图 Figure2-1 section of drawings3 巷道掘进设计3.

15、1 炮眼布置和爆破图表编制设计3.1.1 炮眼布置井巷施工首先要破碎岩石，常用的破岩方法有机械破岩和爆破破岩两种。在岩石巷道掘进中，爆破破岩由于操作简单易于掌握，设备轻巧便于灵活移动，适应性强，能在各种坚固程度的岩石中掘出各种形状和尺寸的巷道，而且费用较低，安全上也比较可靠，所以在国外都获得广泛的应用。但是这种破岩方法机械化程度不高，工序多，工作也比较繁重，所以一直处于不断的改进和完善之中。王营子矿采用爆破破岩方法。1）掏槽眼的确定掏槽眼布置在巷道断面的中部偏下一些，这样便于打眼时掌握方向，并且有利于其他多数炮眼的岩石能借助于自重崩落。如果在掘进过程中有显著的软弱岩层，要把掏槽眼布置在这一岩层

16、中。根据王营子矿的岩石性质（中硬岩石偏多），掏槽眼形式采用多向掏槽法的楔形掏槽法，根据巷道的断面面积和岩石情况，决定掏槽眼为5个，布置在巷道中间偏向底板处。炮眼的距离为200mm左右，并且要比一般炮眼深200mm。2）辅助眼 辅助眼均匀的布置在掏槽眼和周边眼之间，间距为500700mm，炮眼方向垂直于工作面，装药系数为0.5。紧邻周边眼的辅助眼要为周边眼创造一个理想的光面层，即光面层厚度要比较均匀，且多于周边眼的最小抵抗线。3）周边眼周边眼是爆落巷道周边岩石，最后形成巷道断面设计轮廓的炮眼。王营子矿的爆破采用光面爆破。最小抵抗线长度W=EK=625其中E为周边眼间距，王营子矿取450mm；K为

17、炮眼的密集系数，取0.8。按照光面爆破要求，周边眼的中心均应布置在巷道设计掘进断面的轮廓线上，而眼底应稍向轮廓线外偏斜，本巷道的大约偏斜在150mm左右。这样可以使下一循环打眼时凿岩机有足够的工作空间，同时还要尽量减少超挖量。表3-1 光面爆破的周边眼爆破参数 Table3-1 smooth blasting around the eye blasting parameters岩层情况岩石坚固性系数f炮眼直径mm炮眼间距mm最小抵抗线mm炮眼密集系数装药kg. 完整、稳定中硬以上81042456007005007001.01.10.20.3中硬、层节理不发育683542500600600800

18、0.80.90.150.2松软、层节理发育63505000.70.80.10.15周边眼的底眼负责控制底板的标高。底眼眼口应比巷道底板高出175mm左右，但眼底应低于底板标高150mm左右，底眼眼距为450mm，装药系数0.6左右，采用光面爆破。3.1.2 掏槽方法光面爆破：根据施工图纸的要求，在巷道及地下工程掘进爆破后，成形规整，轮廓线以外的岩石不受扰动或破坏很小，尽可能的保持围岩自身强度，这种人为控制爆破的方法，叫做光面爆破。是目前国内应用较多的爆破方法，因此可选择光面爆破进行设计。我国原煤炭工业部对光面爆破的质量标准如下，围岩面上留下均匀眼痕的周边眼数应不少于其总数的百分之五十，超挖尺寸

19、不应大于150毫米，欠挖不得超过质量标准规定，围岩面上不应有明显的炮震裂痕。掘进工作面的炮眼，按其用途和位置可分为掏槽眼、辅助眼、周边眼（包括底眼）起爆顺序必须是延期起爆，即先掏槽眼、其次辅助眼、最后周边眼。以保证爆破效果。炮眼布置时，首先选择掏槽方式和掏槽位置，其次是布置好周边眼，最后根据断面大小布置辅助眼。掏槽眼通常布置在巷道断面中央偏下，并考虑辅助眼的布置较为均匀和减少崩坏支护及其它设备的可能。周边眼一般布置在巷道断面轮廓线上，顶眼和帮眼按光面爆破要求，底眼不要求光面爆破。辅助眼均匀地布置在掏槽眼和周边眼之间，以掏槽眼形成的槽腔作为自由面层层布置。 （2）掏槽眼：作用：是首先将工作面上的

20、一部分岩石破碎并抛出，在一个自由面的基础上爆破出第二个自由面，为后续炮眼的爆破创造有利条件。一般布置在巷道中央偏下。有软弱夹层时布置在易爆破的软弱夹层中。掏槽方式按照掏槽眼的方向可分为斜眼掏槽、直眼掏槽、混合式掏槽。斜眼掏槽的特点是掏槽眼与自由面斜交，可分为单向掏槽和多向掏槽两种。在两炮眼爆破产生的合力作用下，岩石容易掏出，可充分利用自由面逐步扩大爆破范围，掏槽面积较大，适用于较大断面的巷道。但因炮眼倾斜，掏槽眼深度受到巷道宽度的限制，碎石抛掷距离较大，易损坏设备和支护体。直眼掏槽特点是所有的炮眼都垂直于工作面,各炮眼之间必须保持平行,炮眼深度不受巷道断面的限制,可用于深孔爆破,便于使用凿岩台

21、车打眼。直眼掏槽必须有空眼，作用有两个：其一是对装药眼起附加自由面的作用，其次是给掏槽范围内的岩石破碎提供碎胀空间。缺点是钻眼工作量大，钻眼技术要求高，一般需要的电雷管的段数较多。混合掏槽：直眼为主掏槽，斜眼辅助扩大槽腔，能克服直眼掏槽和斜眼掏槽各自的弊端，发挥其长处，掏槽效果好于单一的掏槽方式。（3）辅助眼又称崩落眼，其作用是最大限度地破碎岩石，位置位于掏槽眼与周边眼之间，均匀布置。间距一般500700mm。装药长度系数一般为0.50.6。最外一圈辅助眼与周边眼间距为周边眼最小抵抗线，应按光面爆破要求布置。（4）周边眼，其作用是崩落巷道周边内的岩石，使巷道形成设计的轮廓。目前巷道施工均采用光

22、面爆破，周边眼按光面爆破要求布置。炮眼布置的要求是，首先选择掏槽方式和掏槽眼位置，其次是布置周边眼，最后根据断面大小布置辅助眼，最后布置底眼。掏槽眼通常布置在断面的中央偏下，并考虑辅助眼的布置较为均匀和减少崩坏支护及其他设施的可能。周边眼一般布置在巷道断面轮廓线上，顶眼和帮眼按光面爆破要求布置，各类炮眼相互平行，眼底落在同一平面上。辅助眼均匀地布置在掏槽眼和周边眼之间，以掏槽眼形成的槽腔为自由面层层布置，并与周边眼保持一定的距离，以利于形成光爆层的形成。在采矿工程中，主要是应用炸药爆炸时所产生的巨大能量破碎岩石，进行巷道掘进。炸药是在一定条件下，能够发生快速化学反应，放出能量，生成气体产物，并

23、产生爆炸效应的化合物或混合物。化学反应的放热性、生成大量气体产物，化学反应和传播的快速性，是炸药爆炸的三个基本特征。3.1.3.爆破器材选择 硝酸铵类炸药价格较低廉，为煤矿普遍使用。采用直径为35mm，质量150g的药卷30cm。起爆材料一般采用8号电雷管，在穿过有瓦斯底层时，为避免因电雷管爆炸引爆瓦斯的可能性，应采用煤矿许用电雷管。煤矿巷道掘进电爆电源爆网路的起，主要采用防爆型电容式发爆器。3.1.4爆破参数的确定 巷道掘进的爆破参数主要包括：炮眼直径、炮眼深度、炮眼数目和单位炸药消耗量等。1炮眼直径目前国内岩石巷道掘进均采用直径32,35mm两种药卷，以炮眼直径比药卷大6到8mm为宜，所以

24、目前的炮眼直径多采用40到42mm。煤矿岩石巷道掘进中，在断面小于12m2的条件下应用小直径药卷（25mm和27mm），炮眼直径为30mm，因此本次设计采用炮眼直径为42mm。2炮眼深度我国煤矿巷道掘进中，通常是以计划月进度和凿岩、装岩设备的能力来综合确定每一循环的炮眼深度。按计划月进度确定，即l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0.8； n每日完成掘进循环数，1次； g炮眼利用系数取0.9。计算得 暂时假设L=60；n=1l60300.810.9=2.78m。采用配有高效凿岩机的凿岩台车，应向深眼发展，一般眼深可达3米根据以上情况，王

25、营子矿炮眼深度定为3m。3炮眼数目炮眼数目可以根据单位炸药消耗量，按下式估算后，再按上述经验方法确定炮眼数目：N=式中 N炮眼数目； q单位炸药消耗量，1.48m3； S巷道掘进断面积，13.2； m每个药卷长度，0. 3m； g炮眼利用系数，取0.9； a装药长度系数，一般取0.5到0.6，此次取0.6； P每个药卷的质量，0.15kg。带入已知数据得：N=1.4813.20.30.90.60.15=59.5个。 取60个4单位炸药消耗量单位炸药耗药量q是指爆破1m3实体岩石所需要的炸药量，也就是工作面一次爆破所需的总炸药量Q和工作面一次爆下的实体岩石总体积V之比，即这是一个很重要的参数，它

26、将直接影响到爆破岩石的块度、钻眼和装岩的工作量、炮眼利用系数、巷道轮廓的整齐度、围岩的稳定性以及爆破成本等。 单位炸药耗药量一般按定额选用，见下表。表中所列定额是按2号岩石铵梯炸药、毫秒延期电雷管制定的，若采用其他炸药的时候，需根据炸药做功能力大小适当加以修改； 表3-2 平洞及水平巷道炸药和电雷管消耗定额 Table 3-2fla and level of quota掘进方式掘进断面f=46f=810炸药kg电雷管发光面爆破446101212151520274224202168148135473385344312295264247294251186163145592526448416391358322王营子煤矿断面为13.2m2，岩石等级为级坚固系数f=46。所以单位炸药耗药量为1.48kgm3。雷管消耗量为264个100m3。每循环爆破实体岩石体积：13.202.7=35.64m 每循环总装药量：2.71.48=52.75kg炸药单耗：52.7535.641.5m 每米