井巷设计Word文档下载推荐.docx

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矿井采用立井开拓，主、副、风井三个井筒中央并列式通风，单水平倾斜大巷条带开采。

地面标高+42/39.8/41m，生产水平为-420/350/380m，矿井最大涌水量为500/480/550m3/h。

南/东/北翼轨道运输大巷长1000/900/1800m，服务年限35年，设计排水量，进风量；

采用架线电机车牵引矿车运输。

内设压风管φ159×

6.0一路和供水管φ108×

4.0一路，另设动力、照明、通讯和信息电缆各一路。

大巷所处岩层为粗砂岩和砂质泥岩，以砂质泥岩为主（双号同学以粗砂岩为主），实测围岩松动圈粗砂岩为0.5~1.2m，砂质泥岩为1.4~2.0m。

试设计该大巷直线段的断面，并计算单位工程掘进工程量和材料消耗量，绘制巷道断面施工图。

需要提交内容：

1、《井巷施工技术》课程设计说明书；

2、运输大巷断面施工图；

3、运输大巷主要施工设备布置图。

第一章巷道断面设计

巷道是井下生产的动脉，巷道断面设计合理与否直接影响煤矿生产安全和经济效益。

巷道断面设计的内容与步骤是：

首先，选择巷道断面形状、确定巷道净断面尺寸并进行风速验算；

其次，根据支架参数和道床参数，计算出巷道的设计掘进断面尺寸，并按允许的超挖值求出巷道的计算掘进断面尺寸；

再次，步置水沟和管线，选择施工方法与具体工艺，进行装岩与运输设备选取；

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及材料消耗量表。

巷道断面设计的原则是：

在满足安全、生产和施工要求条件下，力求提高断面利用率，以取得最佳经济效果。

一、已知参数

兖州矿业集团济宁三号井为1998年投产的现代化大型矿井，设计生产能力为5Mt/年，服务年限为81年。

采用立井开拓、单水平倾斜大巷条带开采。

地面标高+38m，生产水平为－520m，属低沼气矿井。

通风方式为中央并列式通风，井下最大涌水量为450m3/h，通过第一水平东运输大巷的流水量为240m3/h，风量为35m3/s；

采用ZK7-9/550直流架线电机车牵引1t矿车运输。

内设压风管φ108×

4.0一路和供水管φ76×

3.0焊接钢管一路，另设动力、照明、通讯和信号电缆各一路。

大巷穿过的岩层有砂岩、泥岩，主要以泥岩为主，实测围岩松动圈：

砂岩为0.4~0.5m，泥岩为1.0~1.3m。

二、巷道断面形状的选择

我国煤矿井下使用的巷道断面形状，按其轮廓线构成可分为折线形和曲线形两大类。

前者如矩形、梯形、不规则形，后者如半圆拱形、圆弧拱形、三心拱形、马蹄形、椭圆形和圆形等。

如下图1.1所示：

图1.1巷道断面形状

年产90万吨矿井的第一水平运输大巷，一般服务年限在20年以上，采用600mm轨距双轨运输大巷，其净宽在3m以上又穿过中等稳定的岩层，古选用钢筋砂浆锚杆与喷射混凝土支护，半圆拱形断面。

三、确定巷道净断面尺寸

《煤矿安全规程》规定：

巷道净断面必须满足行人、运输、通风、安全设施、设备安装、检修和施工的需要。

因此，巷道断面尺寸主要取决于巷道的用途，存放或通过它的机械、器材或运输设备的数量和规格，人行道的宽度和各种安全间隙以及通过巷道的风量等。

3.1巷道净宽度的确定

巷道净宽度，是指巷道两侧内壁或锚杆露出长度终端之间的水平距离。

运输巷道净宽度，由运输设备本身外轮廓最大宽度和《煤矿安全规程》中所规定的人行道宽度及有关安全间隙相加得到；

无运输设备的巷道，可根据行人和通风的需要来选取。

如图1.2所示：

图1.2巷道净断面尺寸计算图

查表4-1知,ZK7-9/550架线式电机车宽1360mm,高1550mm。

故选A1=1360mm；

1.0吨矿车宽1360mm，高1550mm。

根据《煤矿安全规程》并参照标准设计，选取巷道人行巷宽度c=840mm;

非人行巷一侧宽a=400mm,查表4-2知，双轨轨道中心线距b=1600mm,则两电机车之间距离为：

1600-（1360/2+1360/2）=240mm

表1.1两条平行轨道中心距

运输方式

直线部分

曲线部分

1吨或0.5吨矿车

1.5吨矿车

3吨矿车

600mm轨距电机车

900mm轨距电机车

1200

1300

1600

1800

1900

所以，巷道的净宽度为：

B=a1+b+c1

=4.2m

巷道净宽度要满足掘进机械化装载和铺设临时双轨调车以及运输综采支架时所需最小净宽度的要求。

一般拱形断面的主要运输巷道净宽度不宜小于2.4m，采区巷道的净宽度不宜小于2.0m。

所求巷道净宽度为4.2m≥2.4m，满足要求，合理。

3.2巷道净高度的确定

拱形巷道的净高度，指的是自道碴面至拱顶内沿或锚杆露出的长度终端的高度。

主要运输巷道和主要风道的净高，自轨面起不得低于1.9m。

架线电机车运输巷道的净高必须符合有关规定，即：

电机车架空线的悬挂高度，自轨面算起在行人的巷道内、车场内以及人行道同运输巷道交叉的地方不得低于2m；

在不通过行人的巷道内不得小于1.8m；

在从井底车场内从井底到乘车场之间不得小于2.2m。

电机车架空线和巷道顶或梁棚之间的距离应不得小于0.2m。

拱形巷道净高度，主要是确定其净拱高和自底板起的壁高，如图1.2所示。

巷道净高度可由下式计算：

H=h0+h3-hb

式中：

H—拱形巷道净宽高度，m；

h0—拱形巷道的拱高，m；

h3—拱形巷道的墙高，m；

hb—巷道内的道碴高度，m。

3.2.1拱高h0的确定

拱的高度常以巷道净宽的比来表示，半圆拱的拱高h0、拱半径R均为巷道净宽的1/2，即h0=R=B/2。

圆弧拱的拱高，煤矿多取巷道净宽的1/3，即h0=B/3，有的矿井为提高圆弧拱的受力性能，取拱高h0=2B/5。

本设计为半圆拱断面，即：

R=h0=B/2

=4.2/2

=2.1m

3.2.2壁高h3的确定

拱形巷道的壁高h3，指的是自巷道底板至拱基线的垂直距离。

为了满足行人安全、运输通畅以及安装和检修设备、管缆安装的需要，拱形巷道的壁高h3设计要求按架线电机车导电弓顶端两切线的交点处与巷道拱壁间最小安全间隙的要求、按管道的装设高度要求、按人行高度要求、按1.6m高度人行宽度要求和按设备上缘至拱壁最小安全间隙要求等五种情况计算，取其最大者。

（1）按架线电机车导电弓子要求确定h3

查表半圆拱巷道拱高计算公式得：

h3≥h4+hc

h4—轨面起电机车架线高度，按《煤矿安全规程》，设计取h4=2.0m；

hc—道床总高度。

查表4-5选24kg/m钢轨，再查表4-7得hc=0.36m，

道碴高度hb=0.2m；

n—导电弓子距拱璧安全间距，本设计取

=0.3m；

K—导电弓子宽度之半，

=718/2=359，本设计取

=0.36m；

b1—轨道中线与巷道中线间距，b1=B/2-a1=4.2/2-1.08=1.02m；

所以：

=1.20m

（2）按管道的装设高度要求确定h3

h3≥h5+h7+hb

h5—碴面至管子底高度，按《煤矿安全规程》本设计取h5=1.8m；

h7—管子悬吊件总高度，本设计取h7=0.9m；

m1—导电弓子距管子间距，本设计取m=0.3m；

D—压气管法兰盘直径，本设计取D=0.28m

b2—为轨道中线与巷道中线间距，b2=B/2-c1=4.2/2-1.52=0.58m。

=1.317m

（3）按人行高度要求确定h3

h3≥1800+hb

式中：

j—距壁j处的巷道有效高度，不小于1.8m。

j≥0.1m，本设计取j=0.1m。

h3≥1.8+hb

=1.36m

综合考虑上述计算，取上述三种计算最大者，即h3≥1.36m，考虑一定的余量，确定本巷道壁高h3=1.5m。

则巷道高度：

=2.1+1.5-0.2

=3.4m

3.3巷道的净断面面积S和净周长P

巷道的净宽和净高确定后，巷道的净断面面积便可以求出。

本设计为圆弧拱巷道，圆弧拱巷道净断面面积为：

S=B（0.39B+h2）

式中h2—碴面起巷道的壁高，本设计为h2=h3-hb=1.5-0.2=1.3m。

所以：

=4.2×

（0.39×

4.2+1.3）

=12.3396m2

净周长P=2.57B+2h2=13.394m

3.4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。

通过该巷道的风量确定后，断面越小风速越大，风速度太大，不仅会扬起煤尘、影响工人身体健康和工作效率，而且容易引起煤尘爆炸事故。

为此，《煤矿安全规程》规定了各种不同用途的巷道所允许的最高风速，如下表1.2所示：

表1.2巷道允许的最高风速

巷道名称

允许最高风速vm/ms-1

风桥

10

主要进、回风巷

8

架线电机车巷道

输送机巷道，采区进、回风巷

回采工作面、掘进中的煤巷和半煤岩巷

4

掘进中岩巷

其他行人巷道

-

但在设计时，为了使矿井增产留有余地和经济风速要求，一般不选用表1.2中所列的最高风速。

设计时，应在不违反《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6m/s。

按下式进行风速验算：

v=Q/S≤vmax

v—通过该巷道的风速，m/s；

Q—根据设计要求通过该巷道的风量，m3/s；

S—巷道的净断面面积，m2；

vmax—该巷道允许通过的最大风速，m/s。

v=Q/S

=35/12.3396

=2.837m/s

设计巷道为架线电机车巷道，2.837m/s≤8m/s，所以设计的大巷断面面积没超过规定，可以使用。

四、确定巷道设计掘进断面尺寸和计算掘进断面尺寸

4.1支护参数的选择

本巷道为所给资料矿区第一水平东双轨运输大巷服务年限35年以上，穿过的岩层为粗砂岩和砂质泥岩，以砂质泥岩为主，岩层的岩石坚固性系数f=4～6。

巷道穿过的岩层属于巷道分类法Ⅲ类一般是稳定围岩。

为留有足够的安全系数，取松动圈厚度高限1.4m作为设计的依据；

并用组合拱理

论设计支护参数如下：

选用树脂药卷锚杆，端头锚固长度400mm,锚杆直径φ18mm,锚杆长度2000mm,间排距0.8×

0.8m锚杆布置到墙角。

喷喷层厚T=100mm，分两次喷射，每次各喷50mm。

4.2道床参数的选择

道床参数是指钢轨型号选取、轨枕规格和道碴高度的确定

4.2.1钢轨型号的确定

钢轨的型号是以每米长度的质量来表示的。

煤矿常用的型号是11kg/m、15kg/m、18kg/m、24kg/m、30kg/m、33kg/m。

选取方法见下表1.3：

表1.3轨道轨型选择及其技术特征

巷道类型

运输方式和设备

矿车容积

轨距/mm

钢轨型号kg/m

井底车场及

主要运输大巷

8吨、10吨电机车或12吨。

14吨机车牵引列车

5吨底卸式

3吨底卸式

900

600

≥30

小于8吨机车

1吨固定式

18

无极绳

不大于5吨机车

15

采取运

输巷道

上、下山

钢丝绳运输

1.5吨固定式

1.0吨固定式

600（900）

运输中巷、

回风顺槽

或钢丝绳运输

11或15

根据巷道通过的运输设备，已选用24kg/m钢轨，其道床参数：

hc=360mm；

hb=200mm碴面至轨面高度:

ha=hc－hb=360－200=160mm，采用钢筋混凝土轨枕。

4.2.2轨枕规格的确定

轨枕的类型与规格应与选用的钢轨型号相适应。

常用的轨枕规格见表1.4：

表1.4常用轨枕规格

轨枕类型

轨距

轨型kg/m

全长

全高

上宽

下宽

木轨枕

11、15或18、24

100

120

140

—

130

150

160

15或18、24、30

钢筋混凝土轨枕

11或15、18

180

24、30

1700

145

170

200

预应力

15或18

115

根据上表所示，结合本矿井实际情况。

所以，最终决定选用钢筋混凝土轨枕中的适用轨型为24kg/m的轨枕规格。

4.2.3道碴高度的确定

道床应选用坚硬和不易风化的碎石或卵石，粒度以20~30mm为宜，不准掺有碎末等杂物，使其具有适当孔隙度，以利排水和具有良好的弹性。

道碴的高度也应与选用的钢轨型号想适应。

在主要运输巷道内，其厚度不得小于100mm，至少把轨枕1/2~2/3的高度埋入道碴内。

常用的道床参数见下表1.5

表1.5常用道床参数

钢轨型号

道床总高度hc

道碴高度hb

道碴面至轨道面垂高ha

井底车场和主要运输巷道

≥24

360

320

采区运

220

可不铺道碴，轨枕沿底板浮放，也可在浮放轨枕两侧充填掘进矸石

综上考虑，选用碎石作为道床材料，道床高度定为360mm，道碴高度定为200mm，道碴至轨道面垂高为160mm。

4.3巷道掘进断面设计

由表4-10计算公式得：

巷道设计掘进宽度：

B1=B+2T=4.2+2×

0.1=4.4m

巷道计算掘进宽度：

B2=B1+2δ=4.4+2×

0.075=4.55m

巷道设计掘进高度：

H1=H+hb+T=3.4+0.2+0.1=3.7m

巷道计算掘进高度：

H2=H1+δ=3.7+0.075=3.775m

巷道设计掘进断面积S1：

S1=B1（0.39B1+h3）=4.4（0.39×

4.4+1.5）

=14.1504m2。

取S1=14.15

。

巷道计算掘进断面积S2：

S2=B2（0.39B2+h3）=4.55（0.39×

4.55+1.5）

=14.898975m2。

取S2=14.90

五、布置巷道内水沟和管线

5.1水沟的布置

为排除井下涌水及其他污水，创造文明的生产环境，设计巷道断面时应根据矿井的生产通过该巷道的排水量设计水沟。

水沟通常布置在人行道一侧，并尽量少穿越运输路线。

已知通过本巷道的水量为240m3/h，现采用水沟坡度为0.3%。

查资料得，设计水沟参数如下

水沟设计参数

坡度

净尺寸/mm

断面/m2

每米材料消耗量

宽

深

净

掘进

盖板

水沟

钢筋/kg

混凝土/m3

0.3%

500

450

0.225

0.272

2.036

0.0323

0.152

5.2管线的布置

管道布置的一般要求

（1）管道应布置在人行道一侧，管道架设一般采用托架、管墩及锚杆吊挂等方式，并要考虑检修方便；

（2）在架线电机车运输平巷内，为防止电流腐蚀，应尽量避免沿平巷底板假设；

（3）管道与管道呈交叉或平行布置时，应保证管道之间有足够更换的距离，管道架设在平巷顶部时，应不妨碍其他设备的维修和更换。

电缆布置的一般要求

（1）人行道一侧最好不敷设动力电缆；

（2）动力电缆和通信电缆一般不要敷设在巷道的同一侧。

如受条件限制需设在同一侧时，通信电缆在动力电缆上方0.1m以上的距离，以防电磁场作用干扰通信信号；

（3）电缆与风水管道平行敷设时，电缆要悬挂在管道的下方，隔开300mm的距离，并应位于矿车倾翻轨迹弧线外侧上方；

（4）电缆悬挂高度应保证当矿车掉道时不致撞击电缆。

电缆坠落时，严禁落在轨道或运输设备上；

（5）敷设电缆时，两悬挂点的间距不应大于3m，两根相邻电缆间距不得小于50mm，电缆到巷道顶板的距离一般不小于300mm，当有数根电缆时，一般不下于200mm。

所以，管子悬吊在人行道一侧，电力电缆悬挂在非人行道一侧，通信电缆挂在管子上方，如下图1.3所示：

图1.3管线布置图

六、计算巷道掘进工程量及材料消耗量

由表4-8计算公式得：

每米巷道拱和墙计算掘进体积V1=S2×

1=14.90×

1=14.90

每米巷道墙角计算掘进体积V1=0.2（T+δ）×

1=0.2×

（0.1+0.075）×

1=0.035

每米巷道拱和墙喷射混凝土材料消耗V2=[1.57（B2－T1）T1+2h3T1]×

1

=[1.57×

（4.55－0.1）×

0.1+2×

1.5×

0.1]×

1=0.99865

每米巷道墙角喷射混凝土消耗V4=0.2T1×

0.1×

1=0.02m

每米巷道喷射混凝土消耗（不包括损失）V=V2+V4=0.99865+0.02=1.01865

每米巷道锚杆消耗量

N=

P1——计算锚杆消耗周长P1=1.57B2+2h3=1.57×

4.55+2×

1.5=10.1435m

a——锚杆间距a=0.8m

a′——锚杆排距a′=0.8m

N=

=15.224（根）

折合质量为：

?

15.224

=15.224

=61.79kg?

l——锚杆有效长度L=2.0m；

d——锚杆直径d=18mm;

ρ——锚杆材料容量r=7850kg/m3

每排锚杆数量:

n=N×

0.8=15.224×

0.8≈13根

每米巷道锚杆树脂药卷消耗量13根×

3卷/根=39卷

每米巷道粉刷面积：

Sn=1.57B3+2h2

式中B3——计算净宽度

B3=B2－2T=4.55－2×

0.1=4.35m

故Sn=1.57×

4.35+2×

1.3=9.4295m2。

七、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

7.1巷道断面施工图

见附表1

7.2巷道特征表

根据以上计算，按1：

50比例绘制巷道断面图并编制工程量及材料消耗量表。

表1.6巷道特征表

围岩类别

断面面积/m2

设计掘进尺寸/m

喷射厚度/mm

锚杆/mm

净周长/m

净面积

设计

高

型式

排列方式

间、

排距

锚杆长

直径

Ⅲ

12.34

14.15

4.4

3.7

树脂药卷锚杆

方形

800×

800

2000

13.39

7.3每米巷道掘进工程量及材料消耗量表

见下表1.7所示

表1.7每米巷道掘进工程量及材料消耗量表

围岩

类别

计算掘进工程量

锚杆

数量

/根

材料消耗

粉刷面积/m2

巷道

墙角

喷射

材料

锚杆

树脂药卷/个

14.90

0.035

15.224

1.019

61.79

39

9.43

第二章巷道断面的施工

一、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、单位炸药消耗量等。

1.1炮眼直径的确定

炮眼直径对钻眼效率、全断面炮眼直径、炸药耗量、爆破岩石块度和岩壁平整度均有直接影响。

因此，根据巷道断面大小、块度要求、炸药性能和凿岩机的性能进行综合考虑加以选择。

目前国内岩巷均采用直径32mm、35mm两种药卷，因炮眼直径比药卷直径大10mm左右，所以目前的炮眼直径多采用42~45mm。

根据设计已知条件，综合考虑各项条件，本设计最终选择采用直径为32mm的药卷，继而炮眼直径定为42mm。

1.2炮眼深度的确定

炮眼深度决定每一掘金循环的钻眼和装药工作量、循环进尺及每班的循环次数。

炮眼深度主要根据岩石性质、巷道断面积大小、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。

单从爆破理论分析，采用中深孔（大于2.5m）爆破最为合理，但是在我国浅眼（1~2m）多循环在一定时期取得了较好成绩。

从近年发展趋势来看，炮眼平均深度逐渐由浅孔向中深孔（2.0~2.5m）发展。

合理的炮眼深度应以高速、高效、等成本、便于组织正规循环作业为原则。

炮眼深度一般取值范围见下表2.1：

表2.1炮眼深度取值范围

掘进断面面积/m2

岩石坚固性系数

2~4

5~7

8~10

4~6

1.8~2.1

1.6~1.9

1.4~1.6

6.1~8

2.1~2.3

1.9~2.0

1.6~1.8

8.1~10

2.3~2.4

2.0~2.2

1.8~1.9

10.1~12

2.4~2.5

2.2~2.3

12.1~14

2.0~2.1

14.1~1