井巷工程课程设计2.docx

1、井巷工程课程设计井巷工程课程设计 2 井巷工程课程设计井巷工程课程设计 学院：能源与安全工程学院 专业：采矿工程 学号：0901010222 ：柱龙 指导老师：延林 林大能 第一章 巷道断面设计 一、选择巷道断面形状 二、确定巷道净断面尺寸 三、确定巷道设计掘进断面尺寸和计算掘进断面尺寸 四、布置水沟和管线 五、计算巷道掘进工程量和材料消耗量 六、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 第二章 爆破图表编制 一、炮眼直径 二、炮眼深度.三、炮眼数目 四、单位炸药消耗量 五、爆破图表的编制 第三章 编制循环图表 一、确定日工作制度 二、确立作业方式 三、确定循环方式和循

2、环进度 四、计算循环时间 五、循环图表的编制 第 4章 交叉点的设计 一 交叉点的设计 二 设计交叉点墙高 三 计算工程量 参考文献 第一章第一章 巷道断面设计巷道断面设计 某煤矿年设计生产能力某煤矿年设计生产能力 180 万吨，为高瓦斯矿井，采用中央分列式通风，井下最万吨，为高瓦斯矿井，采用中央分列式通风，井下最大涌水量为大涌水量为 120mh。采用。采用 XK8-6110A 蓄电池电机车牵引蓄电池电机车牵引 1.5 吨矿车运输。该大巷穿吨矿车运输。该大巷穿过的岩层为稳定，岩石的坚固系数过的岩层为稳定，岩石的坚固系数=9，大巷需通过的风量为，大巷需通过的风量为 50m。巷道敷设一趟。巷道敷设

3、一趟直径为直径为 200mm的压风管和一趟直径为的压风管和一趟直径为 100mm的水管。的水管。一、选择巷道断面形状一、选择巷道断面形状 年产年产 180 万吨矿井的第一水平运输大巷，一般服务年限在万吨矿井的第一水平运输大巷，一般服务年限在 30 年以上，采用年以上，采用600mm轨距双轨运输大巷，且穿过中等稳定岩层，所以选择树脂锚杆与喷射混凝土支轨距双轨运输大巷，且穿过中等稳定岩层，所以选择树脂锚杆与喷射混凝土支护，半圆拱形断面。护，半圆拱形断面。二、确定巷道净断面尺寸二、确定巷道净断面尺寸（一）确定巷道净宽度（一）确定巷道净宽度 B 查表知查表知 XK8-6110A 电机车宽电机车宽 A1

4、=1054mm，高，高 h=1550mm；1.5t 矿车宽矿车宽1050mm、高、高 1150mm。根据煤矿安全规程，取巷道人行道宽根据煤矿安全规程，取巷道人行道宽 C=1003mm、非人行道一侧宽、非人行道一侧宽a=643mm。有查表有查表 3-3（P62）知本巷双轨中线距）知本巷双轨中线距 b=1300mm，则两电机车之间距离，则两电机车之间距离为：为：1300 (1054/2+1054/2)=246200mm 故巷道净宽度：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（二）确定巷道拱高 h0 半圆拱形巷道

5、拱高半圆拱形巷道拱高 h0=B/2=2000mm。半圆拱半径。半圆拱半径 R=h0=2000mm。（三）确定巷道壁高（三）确定巷道壁高 h3 1.按管道装设要求确定按管道装设要求确定 h3 式中式中 h5砟面至管子底高度，按煤矿安全规程取砟面至管子底高度，按煤矿安全规程取 h5=1800 mm；h7管子悬吊件总高度，取管子悬吊件总高度，取 h7=900 mm；A1电机车宽度，电机车宽度，A1=1054mm；m电机车距管子间距，取电机车距管子间距，取 m=300 mm；D压气管法兰盘直径，压气管法兰盘直径，D=335 mm；b2轨道中线与巷道中线间距，轨道中线与巷道中线间距，b2=B/2-c1=

6、4000/2-1530=470mm。故故 2.按人行高度要求确定按人行高度要求确定 h3 式中式中 j距巷道壁的距离。距墙壁距巷道壁的距离。距墙壁 j 处的巷道有效高度不小于处的巷道有效高度不小于 1800 mm。j100 mm，一般取，一般取 j=200 mm。故故 。3.按按 1.6m高度人行宽度要求确定高度人行宽度要求确定 h3 式中式中 C砟面起砟面起 1.6m水平处，运输设备上缘与拱璧间距水平处，运输设备上缘与拱璧间距 C700mm，取，取C=1000 mm。故故 4.按设备上缘至拱璧最小安全间隙要求确定按设备上缘至拱璧最小安全间隙要求确定 h3 a:人行侧：人行侧：式中式中 C砟面

7、起砟面起 1.6m水平处，式中水平处，式中 C砟面起砟面起 1.6m水平处，运输设备水平处，运输设备上缘与拱璧间距上缘与拱璧间距 C700mm，取，取 C=700 mm。b:非人行侧：非人行侧：砟面起砟面起 1.6m水平处，运输设备上缘与拱璧间距水平处，运输设备上缘与拱璧间距 a200mm，取，取 a=200 mm。故故 综上计算，并考虑一定的余量，确定本巷道壁高为综上计算，并考虑一定的余量，确定本巷道壁高为 h3=1900mm。则巷道高度。则巷道高度H=h3+h0-hb=1900+2000-220=3680 mm。（四）确定巷道净断面积（四）确定巷道净断面积 S 和净周长和净周长 P 查相关

8、表得净断面积：查相关表得净断面积：式中，式中，h2道砟面以上巷道壁高，道砟面以上巷道壁高，h2=h3-hb=1900-220=1680 mm。故故 净周长净周长 （五）用风速校核巷道净断面积（五）用风速校核巷道净断面积 已知通过大巷风量已知通过大巷风量 Q=70m3/s，根据煤炭工业设计规规定矿井主要进风巷的风，根据煤炭工业设计规规定矿井主要进风巷的风速最高风速速最高风速 8m/s。代入式中计算：。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。设计的大巷断面面积、风速没超过规定，可以使用。三、确定巷道设计掘进断面尺寸和计算掘进断面尺寸三、确定巷道设计掘进断面尺寸和计算掘进断面尺寸

9、（一）选择支护参数（一）选择支护参数 本巷道采用锚喷支护，根据巷道净宽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、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：锚杆长孔安装两个树脂药卷，锚固长度得锚喷支护参数：锚杆长 2 m，成方形布置，间距，成方形布置，间距a=0.8 m，排距，排距 a=0.8 m，锚杆直径，锚杆直径 d=18 mm，喷射混凝土层厚，喷射混凝土层厚 T1=100 mm，

10、锚杆外，锚杆外露长度露长度 T2=50 mm。故支护厚度。故支护厚度 T=T1=100 mm。（二）选择道床参数（二）选择道床参数 根据巷道通过的运输设备，已选用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钢轨，其道床参数道床总高度 hc、道、道砟高度砟高度 hb 分别为分别为 410mm和和 220mm，道砟面至轨面高度，道砟面至轨面高度 ha=hc-hb=410-220=190mm，采用钢筋混凝土轨枕。采用钢筋混凝土轨枕。（三）确定巷道掘进断面尺寸（三）确定巷道掘进断面尺寸 查相关表得：查相关表得：巷道设计掘进宽度巷道设计掘进宽度 B1=B+2T=4000+2

11、100=4200 mm。巷道计算掘进宽度巷道计算掘进宽度 B2=B1+2=4200+275=4350 mm。巷道设计掘进高度巷道设计掘进高度 H1=H+hb+T=3680+220+100=4000 mm。巷道计算掘进高度巷道计算掘进高度 H2=H1+=4000+75=4075 mm。巷道设计掘进断面面积巷道设计掘进断面面积 S1=B1（0.39B1+h3）=4200（0.39 4200+1900）=14859600 mm2。取取 S1=14.86 m2。巷道计算掘进断面积巷道计算掘进断面积 S2=B2（0.39B2+h3）=4350（0.39 4350+1900）=15644775 mm2。取

12、取 S2=15.64 m2。四、布置水沟和管线四、布置水沟和管线 已知通过本巷道的水量为已知通过本巷道的水量为 100m3/h，现采用水沟坡度为，现采用水沟坡度为 0.3%，查相关表得：水沟，查相关表得：水沟深深 400 mm、水沟宽、水沟宽 400 mm，水沟净断面积，水沟净断面积 0.16 m2，水沟掘进断面面积，水沟掘进断面面积 0.203 m2，每米水沟盖板用钢筋每米水沟盖板用钢筋 1.633kg、混凝土、混凝土 0.0276m3，水沟用混凝土，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，道

13、一侧，通信电缆挂在管子上方，如图所示。如图所示。五、计算巷道掘进工程量和材料消耗量五、计算巷道掘进工程量和材料消耗量 查相关表得：查相关表得：每米巷道拱与墙计算掘进体积每米巷道拱与墙计算掘进体积 V1=S2 1=15.64 m3 每米巷道墙脚计算掘进体积每米巷道墙脚计算掘进体积 V3=0.2(T+)1=0.2(0.1+0.075)=0.04 m3 每米巷道拱与墙喷射材料消耗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=1.047 m3 每米巷道墙脚喷射材料消耗每米巷道墙脚喷射材料消耗 V4=0.2T

14、1=0.2 0.10=0.02 m3 每米巷道喷射材料消耗（不包括损耗量）每米巷道喷射材料消耗（不包括损耗量）V=V2+V4=1.047+0.02=1.067 m3 每米巷道锚杆消耗每米巷道锚杆消耗 式中式中 P1计算锚杆消耗周长，计算锚杆消耗周长，P1=1.57B2+2h3=1.57 4.350+2 1.9=10.63 m；a、a锚杆间距、排距，锚杆间距、排距，a=a=0.8 m。故故 根 折合重量为：折合重量为：式中式中 l锚杆长度，锚杆长度，l=2.0m d锚杆直径，锚杆直径，d=18mm 锚杆材料密度，锚杆材料密度，=7850kg/m3 由于每根锚杆安装由于每根锚杆安装 2 个树脂药卷

15、，则每米巷道树脂药卷消耗：个树脂药卷，则每米巷道树脂药卷消耗：M=2N=34.46 支支 每排锚每排锚杆数为：杆数为：0.8N=0.817.23=13.78414 根根 每排树脂药卷数为：每排树脂药卷数为：0.8M=0.834.46=27.56828 支支 每米巷道粉刷面积：每米巷道粉刷面积：Sn=1.57B3+2h2=1.57 4.15+2 1.68=9.88m2 式中式中 B3 为计算净宽，为计算净宽，B3=B2-2T=4.350-2 0.1=4.15m 六、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六、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量表

16、 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 100 方形 800 2000 18 13.64 表 2 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 钢筋/kg 药卷/卷 III 15.64 0.04 17.23 1.067 68.8 34.46 9.88 第二章第二章 爆破图表编制爆破图表编制 一、炮

17、眼直径一、炮眼直径 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。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

18、场多根据药卷直径来确定炮眼直径。目前国岩巷掘进均采用直径直径来确定炮眼直径。目前国岩巷掘进均采用直径 27mm、32mm和和 35mm三种药三种药卷，炮眼直径需比药卷直径大卷，炮眼直径需比药卷直径大 68mm左右，所以目前岩巷掘进的炮眼直径多采用左右，所以目前岩巷掘进的炮眼直径多采用3542mm。在这里我们采用药卷直径为在这里我们采用药卷直径为 32mm，炮眼直径为，炮眼直径为 41mm。二、炮眼深度二、炮眼深度.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

19、环作业方式、凿岩机类型、炸药威数。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（深孔（2.02.5m）发展，一些采用凿岩台车凿岩的掘进队正在向较深孔发展。）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，炮眼深度以气腿凿岩机时，炮眼深度以 1.82.5m为宜，眼深超

20、过为宜，眼深超过 2.5m后，钻眼速度则明显降后，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：炮眼深度。即：式中式中 l炮眼深度，炮眼深度，m；L计划月进度，计划月进度，m；N每月实际用于掘进的天数，每月实际用于掘进的天数，30天；天；k正规循环率，即每月实际用于掘进工作的天数与正规循环率，即每月实际用于掘进工作的

21、天数与 30 天之比，一般取天之比，一般取k=0.80.9；n每日完成掘进循环数，次；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这里选取炮眼深度为 1.8m。三、炮眼数目三、炮眼数目 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以保证爆

22、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。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：炮眼数目也可以根据单位炸药消耗量，按下式估算：式中式中 N炮眼数目；炮眼数目；q单位炸药消耗量，单位炸药消耗量，kg/m3；m每个药卷长度，每个药卷长度，m；a装药系数，即装药长度和炮眼长度之比装药系数，即装药长度和炮眼长度之比,0.50.6m；P每个药卷的重量，每个药卷的重量，kg；=59 而在设计断面图上作炮眼布置图，得出炮眼总数为而在设计断面图上作炮眼布置图，

23、得出炮眼总数为 62 个，基本相等。个，基本相等。四、单位炸药消耗量四、单位炸药消耗量 单位炸药消耗量是指爆破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，查表知考，所以多按定额选用，查表知 q=1.48kg/m3。五、爆破图表的编制五、爆破图表的编制 爆破原始条件爆破原始条件 序号 名称 单位 数量 1 设计掘进断面 m2 14.86 2 岩石坚固性

24、系数 46 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 18 掏槽眼 8 1.8 2.1 73 5 40 I 串 联 3246 顶眼 15 1.8 1.8 87 5 75 V 2731 帮眼 10 1.8 1.8 5 50 4751 5262 底眼 11 2.0 2.0 81 5 55 IV 26 水沟眼 1 1.8 2.0 5 5 912 辅助眼 4 1.8 1.8 90 5 20 II 1325 13 1.8 1

25、.8 5 65 III 合计 共布置 62 个炮眼总长116.40m 共计 310卷，重 31.0 kg 预期爆破效果预期爆破效果 名称 单位 数量 名称 单位 数量 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 炮眼布置图炮眼布置图 第三章第三章 编制循环图表编制循环图表 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，循环图表是施工组织设

26、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。必须编制切实可行的循环图表。一、确定日工作制度一、确定日工作制度 过去我国煤矿都采用过去我国煤矿都采用“三八三八”工作制（即每天分为工作制（即每天分为 3 个工作班，每班工作个工作班，每班工作 8 个小个小时），建井单位多采用时），建井单位多采用“四六四六”工作制（地面辅助工为工作制（地面辅助工为“三八三八”制），制），“滚班制滚班制”该变了过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

27、班组在完成工作量之前一小时就要通知工区值度。它要求正在施工的班组在完成工作量之前一小时就要通知工区值班室，值班员再班室，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“三八三八”制或制或“四六四六”制的日工作制的日工作制度。我们这里采用制度。我们这里采用“四六制四六制”。二、确立作业方式二、确立作业方式 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。我们这里工技术水平和管理水平，

28、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。采用平行作业方式。三、确定循环方式和循环进度三、确定循环方式和循环进度 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。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

29、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。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世纪世纪70 年代，应用浅眼（年代，应用浅眼（1.01.2m）多循环的方式曾取得过岩石平巷施工的好成绩。由于）多循环的方式曾取得过岩石平巷施工的好成绩。由于岩巷施工型设备日渐增多，单循环的方式应用的更为普遍。当采用超岩巷施工型设备日渐增多，单循环的方式应用的更为普遍。当采用超深孔光爆是，亦深孔光爆是，亦可能为多个小班一个循环。我们这

30、里采用一个班一个循环。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。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，炮眼深度一般为的情况下，炮眼深度一般为 1.52.0m较为合理。当采用凿岩台车配以高效凿岩机时，较为合理。当采用凿岩台车配以高效凿岩机时，采用采用 2.03.5m的中深孔爆破，对提高掘进速度更为有利。的中深孔爆破，对提高掘进速度

31、更为有利。四、计算循环时间四、计算循环时间 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，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：，即：T=T1+T2+（t1+t2）+T3+T4+T5（1）式中式中 T1安全检查及准备工作时间，亦即交接班时间，一般约为安全检查及准备工作时间，亦即交接

32、班时间，一般约为 20min。T2装岩时间，装岩时间，min。t1钻上部眼时间，钻上部眼时间，min。t2钻下部眼时间，钻下部眼时间，min。钻眼工作单行作业系数。钻眼、装岩平行作业时，钻眼工作单行作业系数。钻眼、装岩平行作业时，值一般为值一般为 0.30.6；钻眼；钻眼装岩顺序作业时，装岩顺序作业时，值等于值等于 1。T3装药连线时间，装药连线时间，min。T4爆破通风时间，一般为爆破通风时间，一般为 1520min,这里取这里取 20min。T5支支护时间，如果临时支护或永久支护占用循环时间，也应该包括在，单位为护时间，如果临时支护或永久支护占用循环时间，也应该包括在，单位为min。装药连

33、线时间装药连线时间 T3，与炮眼数和同时参加装药联线的工人组数有关：，与炮眼数和同时参加装药联线的工人组数有关：T3=Nt/A 式中式中 N工作面炮眼总个数，个；工作面炮眼总个数，个；t一个炮眼装药所需时间，一个炮眼装药所需时间，min/个；个；A在工作面同时装药的工人组数。在工作面同时装药的工人组数。钻眼时间：钻眼时间：t1+t2=NL/mv 式中式中 L炮眼平均深度，炮眼平均深度，m；m同时工作的凿岩机（或钻机）台数；同时工作的凿岩机（或钻机）台数；v凿岩机的实际平均钻速，凿岩机的实际平均钻速，m/min。装岩时间装岩时间:T2=s l/np 式中式中 s巷道掘进断面积巷道掘进断面积 炮眼利用率，一般为炮眼利用率，一般为 0.80.9；p装岩机实际生产率（实体岩石），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。同时工作的装岩机台数。将以上各式代入（将以上各式代入（1