井巷工程设计说明书 范小龙.docx
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井巷工程设计说明书范小龙
前言
依据孙志文教授编写的<《井巷工程》课程设计大纲>进行《井巷工程》课程设计。
课程设计的目的在于,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,以培养学生运动所学知识独立解决巷道施工中主要问题的能力和掌握巷道断面设计的基本方法与设计技能,并初步结合生产实际锻炼解决在生产上所遇到的实际问题,培养学生科学的思维方法和工程技术人员应具备的基本技能。
依据《煤矿安全规程》巷道断面设计应满足安全,生产及施工运输,巷道掘进钻眼爆破形成的巷道断面,方向,坡度符合设计要求和《井巷工程施工及验收规范》,爆破岩石的块度有利于装岩;爆破队巷道围岩的震动和破坏要小,有利于维护。
设计的内容及步骤:
首先,根据巷道的服务年限,用途和围岩性质,选择巷道断面形状和支护方式;其次,根据巷道中通过的设备的尺寸,支护参数和道床参数,通风量及行人的要求圈定巷道净断面尺寸,计算巷道的设计掘进断面尺寸,并按允许超挖值,求的巷道计算掘进断面尺寸;然后,布置水沟与管缆;最后,绘制巷道施工断面图编制巷道特征表和每米巷道施工量和材料消耗量表。
目录
前言……………………………………………………………………………………1
第一章矿井及设计巷道概况………………………………………………………..1
1.1矿井的技术参数…………………………………………………………………...1
1.2巷道设计的技术参数…………………………………………………………........1
第二章巷道断面设计………………………………………………………………..2
2.1巷道断面设计依据………………………………………………………………………...2
2.2巷道断面设计………………………………………………………….…………..2
第三章巷道施工……………………………………………………………………..8
3.1施工方案的确定………………………………………………………………..….8
3.2凿岩爆破工作…………………………………………………………………..…8
3.3通风与安全………………………………………………………………………11
3.4装岩与调车………………………………………………………………………13
3.5支护方法…………………………………………………………………………14
第四章劳动组织及循环图表……………………………………………………….16
4.1劳动组织配备…………………………………………………………………….16
4.2施工组织,施工进度表…………………………………………………………...18
第五章技术经济指标……………………………………………………………….19
第六章安全技术措施………………………………………………………………20
致谢…………………………………………………………………………………..23
参考文献……………………………………………………………………………..24
第一章煤矿及设计巷道的概况
1.1矿井的技术参数
某煤矿,井田走向长5.7km,倾向宽3~5.5km.井田面积20.8km2,矿井开拓方式为斜井多水平分区式开拓,现正开采一水平,年设计能力为150万t,低瓦斯矿井,中央并列式通风,井下最大涌水量为320m3/h。
通过该矿第一水平煤层运输大巷的流水量180m3/h,采用ZK10—6/250架线式电机车牵引1.5吨矿车运输,该大巷在煤层中掘进,煤层坚固性系数f=2~3,需通过的风量为60m3/s,巷道内敷一趟直径为100mm的压风管和一趟直径为50mm的水管。
1.2巷道设计的技术参数
该大巷为运输的巷,主要用于煤炭运输,矸石,材料,设备,人员的运输,此矿的围岩较稳定,低瓦斯矿井,涌出量小,采用并列式通风,风速控制在5.56m/s,风量为60m3/s水沟在人行道一侧,服务年限在40年以上,
巷道的掘进主要采用光面爆破和锚杆组合支护,采用气动凿岩机,爆破的炸药采用乳化炸药。
施工实行四六作业制,每循环进尺2.0m,月进尺200m,采用耙斗式装岩机和固定错车场,矿井通风采用混合式通风。
采用局部水泵和水沟排水。
第二章巷道断面设计
2.1巷道断面的设计依据
巷道的服务年限,用途和围岩性质,以及巷道中所通过的设备尺寸,支护参数与道床参数,通风量和行人要求等确定巷道净断面尺寸。
2.1.1巷道的名称和用途
该巷道为某煤矿煤层运输大巷。
主要用来运输材料,设备,材料,人员等。
2.1.2通过巷道的运输设备类型及特征
运输设备有ZK10-6/250架线式电机车,1.5吨矿车
特征:
ZK10-6/250的电机车宽=1060mm,高=1550mm,轨距选用600mm,1.5吨矿车宽=1050mm,高=1200mm。
2.1.3通过巷道的管线敷设情况,风量大小及排水量大小。
巷道内敷设一趟直径为100mm的压风管和一趟直径为50mm水管,通过巷道的风量为60m3/s,通过该矿第一水平煤层运输大巷的流水量为180m3/s.
2.1.4对巷道坡度的要求
根据巷道的运输,排水等因素,采用水沟坡度为3‰。
2.1.5其他要求
中央并列式通风,采用斜井多水平分区开拓。
2.2巷道断面设计
2.2.1选择巷道断面形状、支护类型、支护参数。
年产150万吨矿井的第一水平煤层运输大巷,一般40年以上,采用600mm轨距双轨运输大巷,其净宽在3m以上,故选用螺纹钢树脂锚杆与喷射混凝土支护,半圆拱形断面。
2.2.2确定断面尺寸
①确定巷道净宽度B
查表知ZK10—6/250电机车宽A1=1060㎜,高h=1550㎜;1.5吨矿车宽
1050㎜,高1200㎜。
根据《煤矿安全规程》,取巷道人行道宽C=820㎜,非人行道一侧宽
a=380㎜。
又查表知本巷双轨中心线b=1300㎜,两电机车之间的距离
为:
1300-(1060/2+1060/2)=240㎜﹥200mm
故巷道净宽度B=a1+b+c1=(380+1060/2)+1300+(1060/2+820)=3560㎜。
②确定巷道拱高h0
半圆拱巷道拱高h0=B/2=3560/2=1780㎜,半圆拱半径R=h0=3560/2=1780㎜
③确定巷道壁高h3
按架线电机车导电弓子要求确定h3
由查表得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》h4=2000mm,
hc-道床总高度。
查表的选22kg/m的钢轨得hc=380mm,道咋高度hb=220mm;
k-导电弓子宽度之半,k=718/2=359,取k=360;
n-导电弓子距拱璧安全间距,取n=300mm;
b1-轨道中线与巷道中线间距,b1=B/2-a1=3560/2-(380+1060/2)=870mm
故
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=1840mm
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=3560/2-(1060/2+820)=430mm;
故
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,并考虑一定余量,确定本巷道壁高为h3=1840mm,
则巷道高度H=h3-hb+h0=1840-220+1780=3400mm
确定巷道断面尺寸,掘进断面及风量校核。
由表得净断面面积S=B(0.39B+h2)
式中h2—道砟面以上巷道壁高,h2=h3-hb=1840-220=1620mm,
故S=3560(0.39×3560+1620)=10709904mm2≈10.8m2
净周长P=2.57B+2h2=2.57×3560+2×1620=12389mm≈12.4m
用风速校核巷道净断面积
查表得知Vmax=8m/s,已知通过大巷风量Q=60m3/s,代入下式得
V=Q/S=60/10.8=5.56m/s<8m/s
设计的大巷净断面面积,风速没有超过规定,可以使用。
2.2.3确定巷道掘进断面尺寸
确定选用锚固可靠,锚固力大的树脂杆体,杆体直径为18mm,每孔安装两个树脂药卷,锚固长度≥700mm,设计锚杆预紧力≥40kN,锚固力≥80kN.锚杆长度2.0m,其间排距0.8m*0.8m,托板为8mm厚150mm×150mm的方形钢板,喷射混凝土层厚T1=120mm,分两次喷射,每次各喷60mm厚,故支护厚度T=T1=120mm。
选用道床参数
根据巷道通过的运输设备,选用22kg/m的钢轨,道床参数hc,hb分别是380mm和220mm,道砟面至轨面高度ha=hc-hb=380-220=160mm,采用钢筋混凝土轨枕。
查表得计算公式得:
巷道设计掘进宽度B1=B+2T=3560+2×120=3800㎜。
巷道计算掘进宽度B2=B1+2δ=3800+2×75=3950㎜。
巷道设计掘进高度H1=H+hb+T=3400+220+120=3740㎜。
巷道计算掘进高度H2=H1+δ=3740+75=3815㎜。
巷道设计掘进断面面积S1=B1(0.39B1+h3)=3800×(0.39×3800+1840)=12623600㎜2≈12.6㎡.
巷道计算掘进断面面积S2=B2(0.39B2+h3)=3950×(0.39×3950+1840)=13352975㎜2≈13.4㎡。
2.2.4水沟布置和管线敷设。
布置巷道内水沟和管线
已知通过本巷道的水量为180m3/h,现采用水沟坡度为0.3%,查表2.12得:
水沟深450㎜、水沟宽500㎜,水沟净断面面积0.225㎡;水沟掘进断面面积0.272㎡,每米水沟盖板用钢筋2.036kg、混凝土0.0323m3,水沟用混凝土0.152m3。
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。
2.2.5巷道断面特征表和每米巷道材料消耗量计算并列表
计算巷道掘进工程量和材料消耗量
由查表得计算公式:
每米巷道拱与墙计算掘进体积V1=S2×1=13.4×1=13.4m3;
每米巷道墙脚计算掘进体积V1=0.2×(T+δ)×1=0.2×(0.12+0.075)=0.04m3
每米巷道拱与墙喷射材料消耗V2=[1.57(B2-T)T1+2h3T]×1
=[1.57(3.95-0.12)0.12+2×1.84×0.12]×1=1.163m3;
每米巷道墙脚喷射材料消耗V4=0.2T×1=0.2×0.12×1=0.024m3;
每米巷道喷射材料消耗(不包括损耗)V=V2+V4=1.163+0.024=1.19m3;
每米巷道锚杆消耗
式中,P1为计算锚杆消耗周长,P1=1.57B2+2h3=1.57x3.95+2x1.84=9.88m;a、a’锚杆间距、排距a=a’=0.8m。
故
折合重量=14.81×[2.0×3.14×{0.018/2}2×7850]=59.14kg
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=2×14.81=29.62支
每排锚杆树为:
N×0.8=14.81×0.8=11.848≈12根,
每排树脂卷数:
M×0.8=29.62×0.8=23.696≈24支,
每米巷道粉刷面积:
Sn=1.57B3+2h2,
式中B3—计算净宽,B3=B2-2T=3.95-2×0.12=3.71m
故Sn=1.57×3.71+2×1.62=9.07m2.
2.2.6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
根据以上计算结果,按1:
50比例绘制巷道断面施工图并附上工程量及材料消耗量表。
巷道断面施工图(见图2—1)、运输大巷特征表(见表2—1)、每米巷道工程表及材料消耗量(见表2—2)。
表2.1煤层运输大巷特征表
围岩类别
断面/㎡
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
锚杆长
直径
VI
10.8
12.6
3800
3740
120
螺纹钢树脂锚杆
方形
800
2000
18
12.4
表2.2煤层运输大巷每米工程量及材料消耗
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/个
VI
13.4
0.04
14.81
1.19
59.14
29.62
9.07
第三章巷道施工
3.1施工方案的确定
掘砌作业方式:
岩巷掘进仍主要采用钻眼爆破方法破岩,而在今后相当长的时期内仍然是煤矿岩巷主要的掘进方式。
成巷速度每天掘进一般为6米左右。
3.2凿岩爆破工作
对钻眼爆破工作的要求
1爆破后所形成的巷道断面、方向与坡度应符合设计要求和《井巷工程施工及验收规范》的要求。
2爆破岩石的块度应有利于提高装岩生产率,有时还要求岩石堆积形状便于组织岩装运和钻眼的平行作业。
3对巷道围岩的震动和破坏要小,以利于巷道的维护。
4爆破单位体积岩石所需炸药和雷管消耗量要低,钻眼工作量要小,炮眼利用率要达到85℅以上。
5符合安全施工要求。
3.2.1凿岩设备和爆破器材的选择
凿岩设备选用气褪式凿岩机YT-23型
爆破器材选用乳化炸药,8号电雷管。
3.2.2爆破参数的确定
炮眼直径选用42mm,炮眼深度选用2.2m,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炮眼深度,即
炮眼数目初步估算,然后在断面图上做炮眼布置图,得出炮眼总数,并通过实践修正,得出和本巷炮眼数为51个
目前为止,还没有精确计算炸药消耗量的方法,计算数据宜作参考,所以多按额定选用,查表得单位炸药消耗量q=1.35-1.45kg/m3.雷管消耗量为2.47-2.88个/m3。
3.2.3凿岩爆破作业
凿岩作业:
打眼工应熟悉设备性能和使用方法,掌握作业规程,炮眼布置,炮破说明书及支护等有关规定,经过严格培训,合格后方可上岗。
爆破作业:
巷道施工采用光面爆破技术,使用8号乳化炸药,毫秒电雷管51个,全断面一次爆破。
陶槽方式采用碶形陶槽,掏槽眼为4个。
爆破原始条件见表3-1,装药量及起爆顺序表见3-2,预期爆破效果见表3-3,炮眼布置图见图3-1。
表3.1爆破原始条件
名称
数量
名称
数量
巷道的掘进断面/㎡
12.6
炮眼数目/个
52
煤层的坚固性系数f
2-3
雷管数目/个
51
炮眼深度/m
2.2
总装药量/kg
31.8
表3.2装药量及起爆顺序
眼号
眼名
眼数/个
眼深/m
装药量
起爆顺序
连线方式
装药结构
单孔
小计
卷数/个
质量/kg
卷数/个
质量/kg
1
空眼
1
2.3
串联
连续反向装药
2-5
掏槽眼
4
2.3
7
1.05
28
4.20
1
6-13
辅助眼
8
2.2
5
0.75
40
6,00
2
14-27
辅助眼
14
2.2
5
0.75
70
10.50
3
36-38,50-52
帮眼
6
2.2
2
0.30
12
1.80
5
39-49
顶眼
11
2.2
2
0.30
22
3.30
5
28-35
底眼
8
2.2
5
0.75
40
6.00
4
表3.3预期爆破效果
名称
单位
数量
名称
单位
数量
炮眼利用率
%
90
每米巷道炸药消耗量
Kg/m
15.9
每循环工作面进尺
m
2.0
每循环炮眼总长度
m/循环
114.9
每循环爆破实体岩石
m3
25.2
每立方米岩石岩石雷管消耗
个/m3
2.02
炸药消耗量
Kg/m3
1.3
每米巷道雷管消耗量
个/m
25.5
图3.1炮眼布置图
3.3通风与安全
3.3.1选择掘进通风方式
选用局部通风机通风通风,其中以混合式通风。
见图3.3
3.3.2确定掘进通风设备
1压入式局部通风机
2风筒
3抽出式局部通风机
4局部通风机
通风机型号:
BKJ66-1型No.4.5局部通风机,风筒:
玻璃钢风筒直径:
800mm
图3.3混合式通风示意
3.3.3制定综合防尘措施
选用湿式钻眼综合防尘措施
3.3.4掘进安全措施
1预防瓦斯爆炸措施:
a防止瓦斯积聚b防止瓦斯引燃c防止瓦斯爆炸事故范围扩大
d加强通风e加强检查f及时处理局部积聚瓦斯g抽放瓦斯
2预防火灾的措施:
(1)掌握防灭火知识,熟悉灭火器材的存放地点和使用方法;
(2)开拓巷道采用砌碹或锚喷支护。
冒顶采用不燃性材料充填;
(3)清扫浮煤;
(4)严禁明火、吸烟,禁止私自拆开矿灯;
(5)使用的润滑油、棉纱、布头和纸等,必须存放在盖严的铁桶内。
用过的也必须放在盖严的铁桶内由专人定期送地面处理,不准乱仍乱放,严禁将剩油和废油撒在巷道内;
(6)使用煤矿许用炸药和电雷管,严禁裸露爆破;
(7)电器设备性能完好,电缆悬挂整齐,禁止带电作业;
(8)进行电焊、气焊等作业时,制定专门可靠的安全措施;
(9)在专用硐室内清洗风动工具;必须使用不燃性和无毒性洗涤剂;
(10)及时处理冒顶区,定期检查。
3预防水灾的措施:
防治原则:
预测预报,有疑必探,先探后掘,先治后采。
综合防治措施:
探、防、堵、截、排。
3.4装岩与调车
选择装岩机主要应考虑巷道断面的大小,装岩机的装载宽度和生产率,适应性和可靠性,装载机造价和效率因素
耙斗装载机是一种结构简单的装岩设备,动力为电动,行走方式为轨轮,它不仅适合用于净高大于2m,净断面5m2以上的巷道。
耙斗装载机构造简单,维修,操作都容易;适用性强,可用于平巷、斜巷以及煤巷、岩巷等。
主要技术特征:
装岩机型号P-30B型号的耙斗装岩机。
铲斗容积为0.3m3,长度6600mm,宽度(不包括踏板)2045mm,行走机构是轨轮,轨距是600mm,动力来自电动,设备总功率17kw,质量为4500kg。
3.4.1生产能力的计算
ZYC-21-1耙斗装载机生产能力为35-50m3·h-1
3.4.2调车方法(绘制调车示意图)
调车方法采用固定错车场调车(见图3—2)
图3.2固定错车场调车
3.5支护方法
3.5.1估算巷道地压
根据岩石坚固性系数公式f=Rc/10,估算巷道地压大小,煤层坚固性系数为2~3,大概得到巷道的地压为30Mpa.
3.5.2临时支架结构,永久支架型式的选择
临时支架结构选择金属支架中的拱形可缩性金属支架。
图3.5拱形可缩性金属支架
永久支架型式选择锚柱支护。
3.5.3材料消耗量计算
材料消耗量见第二章(表2-2)
3.5.4施工方法
采用一次成巷的施工方法。
3.5.5质量检查标准
支护质量检测包括锚杆拉紧力检测,锚杆预紧力检测。
一般情况下,锚杆安装方向与巷道轴线垂直,可用锚杆轴线与水平的夹角表示锚杆安装角度。
锚杆组件测点应从以一排托板为一组检测。
组合构件与铺网安装质量检测应符合以下要求:
采用现场观测方法检测,组合构件与金属网应紧贴巷道表面,尺量网片搭接长度及连网点距离,应符合设计要求,网间要求连接牢固。
第四章劳动组织及循环图表
4.1劳动组织配备
4.1.1确定日工作制度
采用“四六”工作制(即每班分为4个工作班,每班工作6小时)
4.1.2确定作业方式
采用多工序平行交叉作业
4.1.3确定循环方式和循环进
采用单循环的循环方式进行作业。
炮眼深度为2.2m,炮眼利用率为85%,循环进度为1.7m
4.1.4计算循环时间
在所需的全部作业时间中,扣除能够与其他工序平行的时间,便是一个循环所需要的时间T,即
1.安全检查及准备工作时间T1,也就是交接班时间为20min
2.装岩时间T2,T2=60slηk/np
T2=60x12.4x0.9x1.5/1x35=30min
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,一般为35-50m3·h-1
n-同时工作的装载机的台数
k-爆破后岩石的松散系数,一般为1.3-1.5
3.钻眼时间T3T3=NlΦ/mv
T3=52x2.2x1/1x0.5=230min
式中N-工作面炮眼总数,个
m-同时工作的凿岩机台数
v-凿岩机的实际平均钻速,一般为0.3-0.5m/min
Φ-钻眼工作单行作业系数钻眼装药平行作业时Φ值一般为0.3-0.6,钻眼装岩单行作业时Φ值等于1
L-炮眼平均深度,m
4.装药连线时间T4,与炮眼数目和同时参加装药连线的工人组数有关:
T4=Nt/A
T4=51x2/2=51min
式中:
N-工作面炮眼总数;个
t-一个炮眼装药所需的时间min/个
A-在工作面同时装药的工人组数
5.T5为爆破通风时间为15min
6.T6支护时间,即临时支护或永久支护占用的循环时间
4.1.5循环图表的编制
根据以上计算及初步确定的数据,编制循环图表(见表4-1)
表4.1循环图表
4.2施工总组织、施工进度表
施工总组织(见表4-2),施工进度表(见表4-3)。
表4.2劳动组织表
项目
Ⅰ
Ⅱ
Ⅲ
Ⅳ
定员
备注
副队长
1
1
1
1
4
队长一人
班长
1
1
1
1
4
打眼工
5
5
5
5
20
放炮工
1
1
1
1
4
皮带刮板司机
1
1
1
1
4
大班维护
1
1
机电维修厂
1
1
1
1
4
合计
11
10
10
10
41
表4.3施工进度表
序号
项目
单位
指标
备注
1
循环进尺
m
2.0
每班一循环
2
月循环次数
个
112
每月按28天计算
3
月进尺
m
200
4
循环产量
吨
74.26
5
日产量
吨
297
6
工作面月产量
吨
8316
7
出勤率
%
95
第五章技术经济指标
5.1各项费用:
包括材料费、设备折旧费、工资费、总挖掘工程量、掘进成本等
5.1.1材料费=主要材料费+其他材料费
雷管:
200x12x51/2×1元/个=6.12万元锚杆200x12x15×160元/根=576万元
炸药:
200x1
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