《井巷设计与施工》课程设计.docx

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《井巷设计与施工》课程设计

《井巷设计与施工》

课程设计

姓名：

学号：

专业：

指导老师：

2012年12月21日

设计条件

某矿年设计能力为500万吨，低瓦斯矿井，采用中央分列式通风，其最大涌水量为300m3/h。

通过该矿第一水平南翼运输大巷的涌水量为260m3/h，采用ZK20--9/550架线式电机车牵引5t底卸式矿车运输。

大巷穿过的岩层为中等稳定，岩石的坚固性系数f=4~6，埋深800m，长1450m，大巷需通过的风量为38m3/s。

巷道内敷设一趟直径为200mm的压风管、一趟直径为100mm的水管及通讯、动力、信号电缆各一趟。

该巷道的施工进度要求：

240米/月。

一、巷道断面施工图设计

（一）巷道断面形状

大巷穿过的岩层为中等稳定，岩石的坚固性系数f=4～6，埋深800m。

该巷道要求服务年限长，通风阻力小。

因此选用圆弧拱形巷道断面，而为了简化设计和方便施工，选用半圆拱行巷道断面。

（二）道床参数

1、巷道钢轨型号

采用ZK20--9/550架线式电机车牵引，5t底卸式矿车运输，要求钢轨轨距为900mm，因此钢轨型号应选用30kg/m。

（根据课本P9表1-4）

2、轨枕规格

采用钢筋混凝土轨枕，轨距900mm，轨枕全长1200mm，全高145mm，上宽170mm，下宽200mm。

（根据课本P9表1-5）

3、道碴高度

由于选用钢轨型号为30kg/m，因此取道床总高度为360mm，道碴高度取200mm，道碴面致轨道面垂高取160mm。

（根据课本P10表1-6）

（三）管线布置位置

压风管和水管设置在人行道一侧，压风管在下，水管在上，压风管下部距水沟盖板高度为1.8m。

通讯和信号电缆也设置在人行道一侧，电缆悬挂在管道上方，电缆下部与水管上部距离为0.4m，且取电缆两个悬挂点间的距离为3m。

动力电缆布置在人行道另一侧，距离道碴面2.0m。

（四）巷道净断面尺寸

1、巷道净宽度

巷道直线段净宽度B由三部分组成，分别是非人行道一侧宽度a、人行道的宽度c、运输设备的最大宽度A和两列对开列车最突出部分之间的距离t。

由于巷道内需安设电机车，因此非人行道侧的宽度a可取0.6m。

《煤矿安全规程》规定，从巷道道碴面1.6m的高度内，人行道的宽度c不小于0.8m，因此可取巷道人行道宽度c为0.8m。

根据课本P4表1-1可知，电机车的最大宽度A为1.6m。

《煤矿安全规程》规定，两列对开列车最突出部分之间的距离t不小于0.2m，此外，在采区装载点t不小于0.7m，在矿车摘挂钩地点t不小于1.0m。

根据公式B=a+2A+c+t，计算得巷道直线段净宽度为4.8m。

考虑到矿车在弯道上运行时，由于车体中心线和线路中心线不相吻合，会发生车辆外角外伸和内侧车帮内移现象。

所以计算出直线段净宽度后，还需将上述安全间隙适当加大。

根据井下实测和理论计算，内侧和外侧均加宽0.2m。

与曲线段两端相连的直线段也需加宽，由于采用电机车运输，因此取4m。

双轨曲线段巷道两条轨道中心线间距，比直线段两条轨道中心线间距加宽0.3m，即0.5m。

同时，两轨道中心线间距加宽起点从两端直线段开始，其长度取5m。

2、巷道净高度

拱形巷道的净高度H系指自道碴面至拱顶内沿或锚杆露出长度的垂直高度，即H=h0+h3-hb。

式中：

h0：

拱形巷道拱高

h3：

拱形巷道的墙高

hb：

巷道内道碴高度

由于采用半圆拱巷道断面，因此拱高h0为巷道净宽度的一半，即2.4m。

根据课本P10表1-6，取道碴高度hb0.2m，道床总高度hc取0.36m，道碴面至轨道面垂高ha为0.16m。

拱形巷道的墙高h3的确定：

（根据课文P6表1-2）

（1）按架线电机车导电弓子要求计算：

h3≥h4+hc-[（R-n）2-（K+b1）2]½

h4：

从轨面起电机车架线高度，取2.0m；

hc：

道床总高度，为360mm；

R：

拱形巷道半径，为2.4m；

n：

电机车导电弓子顶端两切线的交点处与巷道拱壁间最小安全间隙，取300mm；

K：

导电弓宽度的一半，取K=360mm；

b1：

轨道中心线与巷道中心线间距，为½（t+A），即0.9m；

计算得拱形巷道的墙高h3≥0.68m。

（2）按管道的装设高度要求计算（双轨电机车）：

h3≥h5+h7+hb-[R2-（A/2+m1+D/2+b1）2]½

h5：

从道碴面起至管道悬吊高度，为200mm；

h7：

管道悬吊件总高，取900m；

m1：

电机车距管道间安全间距，取300mm；

D：

管道接头处最大直径200mm；

计算得拱形巷道的墙高h3≥1.94m

拱形巷道的墙高由上述计算方法中最大值决定，即1.94m，取h3=2.0m。

3、巷道净断面积

半圆拱巷道净断面积S=B（0.39B+h3-hb），经计算得净断面积为17.7m2。

（五）巷道的风速验算

根据《煤巷安全规程》，查课本P8表1-3可知，电机车巷道允许风速为，最高8m/s,最低1m/s。

但是，为使矿井增产留有余地和经济风速的要求，一般不选用表1-3中所列的最高风速。

同时，《煤炭工业设计规程》规定，矿井主要进风巷的风速一般不应大于6m/s。

风速计算公式：

v=Q/S

Q:

根据设计要求通过该巷道的风量，为38m3/s；

S:

巷道的净断面积，为16.0m2；

计算得风速为2.375m/s,符合安全规程规定。

（六）支护参数

岩石平巷服务年限较长，因此可采用锚喷支护，它具有施工速度快、机械化程度高和成本低等优点。

根据围岩松动圈理论，松动圈为400mm～1000mm的为较稳定围岩，松动圈为1000mm～1500mm的为一般稳定围岩。

因围岩稳定系数f为4～6，因此可取围岩松动圈厚度为1000mm。

锚杆长度可按组合拱理论计算，公式如下：

式中l——锚杆的有效长度，m；

b——组合共厚度，即1000mm；

α——锚杆在松散体中的控制角，取45°；

a——锚杆的间排距，取a=800mm，

计算得，锚杆有效长度为1.8m。

本巷道采用锚喷支护，巷道净宽B为4.8m，穿过中等稳定围岩，服务年限长，因此，选用锚固可靠、锚固力大的螺纹钢树脂锚杆，每根锚杆安装2个药卷，锚杆长2000mm，杆体为Φ18mm螺纹钢，取混凝土喷射厚度T1为100mm，锚杆锚深l为1800mm，矩形布置，锚杆间排距均为800mm，加托板固定，锚杆外露岩面长度T2为100mm，锚喷厚度T为100mm。

（七）水沟参数

水沟布置在人行道一侧，并加设盖板。

水沟盖板顶面与道碴面平齐，水沟底板掘进标高比巷道壁基础标高高出70mm。

水沟纵向坡度与巷道坡度相同，即4‰其中巷道横向水沟一侧坡度为2‰，并在水沟侧面壁上每隔一定距离开设Φ50mm泄水孔。

水沟断面为矩形断面，采用现浇混凝土进行支护。

岩石平巷最大涌水量为300m3/h，根据课本P11表1-7可知，水沟净尺寸如下：

宽500mm，深450mm，净断面面积为0.225m2，掘进断面面积为0.272m2。

每米材料消耗量如下：

盖板钢筋为2.036kg/m，盖板混凝土0.0323m3/m,水沟混凝土为0.152m3/m。

（八）巷道掘进断面尺寸

根据课本P12表1-8常用拱形巷道断面计算公式（锚喷支护）。

巷道设计掘进高H1=H+hb+T=1.6+0.2+T=1.9m；

巷道计算掘进高H2=H1+δ，δ为计算掘进断面允许加宽值，取75mm，所以巷道计算掘进高H2=1.975m；

巷道设计掘进宽度B1=B+2T=4.8+0.2=5.0m；

巷道计算掘进宽度B2=B1+2δ=5.0+0.15=5.15m；

巷道设计掘进断面积S1=B1（0.39B1+h3）=19.75m2；

巷道计算掘进断面积S2=B2（0.39B2+h3）=20.65m2；

（九）巷道断面特征表

围岩类别

断面/m2

设计掘进尺寸/mm

喷射

厚度T

/mm

锚杆

净周长/m

净

设计

掘进

宽B1

高H1

形式

外露长度T2

/mm

排列方式

间排距/mm

锚深/mm

直径/mm

Ⅲ

17.7

19.75

5.0

1.9

100

螺纹钢

树脂锚杆

100

矩形

800

1700

18

15.94

（十）每米巷道工程量及材料消耗量

（1）拱和墙掘进体积V1=S1×1=20.65m3；

（2）墙脚掘进体积V2=0.2（T+δ）×l=0.2×（0.1+0.075）=0.04m3；

（3）巷道喷射材料消耗量V0=[1.57（B2－T1）T1+2h3·T1]×l=1.20m3；

（4）墙脚喷射材料消耗V0’=0.2T1=0.02m3；

（5）每米喷射材料消耗V3=V0+V0’=1.22m3；

（6）锚杆数量N=（P1-0.5M）/M2，其中P1为计算锚杆消耗周长，P1公式为P1=1.57B2+2h3=12.09m，计算得N=18.27根；

（7）钢筋重量N*[l*π（d/2）2*ρ]=65.70kg

式中l——锚杆长度，l=1.8m

d——锚杆直径，d=18mm

ρ——锚杆材料密度，ρ=7850kg/m3

（8）树脂药卷消耗量N´=2*N=36.54支；

（9）粉刷面积Sn=1.57（B2-2T）+2h2=13.8m2；

围岩

类型

计算掘进

工程量/m3

锚杆

数量

/根

托板数量

/个

材料消耗/mm

粉刷面积

/㎡

巷道

墙脚

喷射材料/m3

锚杆

钢筋/kg

树脂药卷/支

Ⅲ

20.65

0.04

18.27

18.27

1.22

65.70

36.54

13.8

二、巷道施工技术措施

（一）钻眼爆破工作

1、选择钻眼机具

采用平巷掘进凿岩法，为达到月进度240m，可采用气腿式凿岩机，钻眼时可在同一工作面布置多台气腿式凿岩机同时钻眼，钻眼与装岩平行作业，机动性强，辅助工时短，便于组织快速施工。

根据课本《井巷设计与施工技术》P298可选用型号为YT-26的气腿式凿岩机，其主要性能如下：

项目

单位

YT-26气腿式凿岩机

阀型

——

控制阀

机重

kg

26

气缸直径

mm

75

活塞行程

mm

70

冲击功

J

>70

扭矩

N/m

>15

冲击频率

次/min

2050

耗风量

m³/min

<3.5

长度

mm

690

凿岩速度

mm/min

290～410

气腿长度

mm

1700

气腿质量

kg

15

整机质量

kg

41.1

对于平巷掘进凿岩，可以选用一字型钎头，它具有冲击力集中、凿入深度大、凿速较高、制造和修磨工艺简单等优点。

此外，它价格便宜，配套的锥形钎、凿岩机便宜，便于携带。

可采用型号为直径为38mm的E（YK20）一字型钎头。

凿岩机台数可根据巷道宽度来确定，每0.7m宽配备一台。

巷道计算掘进宽度为5.15m，所以可配备7台气腿式凿岩机同时作业。

2、爆破器材

2.1炸药的选择

选用2号抗水岩石铵梯炸药，配合使用8号Ⅴ段毫秒电雷管。

组分和性能

单位

2号抗水岩石铵梯炸药

硝酸铵

%

85±1.5

梯恩梯

%

11±0.5

木粉

%

3.2±0.5

沥青

%

0.4±0.1

石蜡

%

0.4±0.1

WN2O

%

≤0.3

密度

g/cm3

0.95～1.10

猛度

mm

≥12

做功能力

mL

≥298

殉爆距离

cm

≥5

爆速

m/s

≥3200

2.2药卷规格

项目

单位

数值

长度

cm

17

直径

mm

32

重量

kg

0.15

2.3放炮器

选用型号为MFB-80A的电容式发爆器，其技术特征表如下：

项目

单位

发爆器

引发能力

发

80

峰值电压

V

950

主电容量

μF

40*2

输出冲能

A2·ms

27

供电时间

ms

4-6

最大外阻

Ω

260

3、编制巷道掘进爆破图表

3.1炮眼深度的确定

由于使用钻速较高的气腿式凿岩机，采用锚喷法支护，在同一时间内可以完成更多的工作，钻速眼深的关系曲线在2m变化范围内变化不大，因此采用中深孔爆破更为合适。

以月进尺任务和凿岩、装岩设备的能力确定每一循环的炮眼深度，即：

式中：

l——炮眼深度，m；

L——计划月进度，L=240m；

N——每月实际用于掘进的天数，N=30天；

k——正规循环率，取k=0.9；

n——每日完成掘进循环数，取n=3；

η——炮眼利用率，取η=0.85；

l=240÷（30×0.9×3×0.95）=3.5m

3.2炮眼数目和总炸药量

3.2.1炸药消耗量

单位炸药消耗量可根据课本P20中表1-11确定，岩石普氏系数为4-6，设计掘进断面积为19.75，由此查得，单位炸药消耗量为1.35kg/m3.

3.2.2炮眼数目

炮眼数目可用下式进行估算：

式中N——炮眼数目；

q——单位炸药消耗量，q=1.35kg/m3；

S——巷道掘进断面积，S=19.75m2；

m——每个药卷的长度，取m=17cm=0.17m；

η——炮眼利用率，η=0.85；

a——装药满度系数，取a=0.6；

P——每个药卷的重量，P=0.15kg；

N=1.35×19.75×0.17×0.85÷（0.6×0.15）=47.84，取N=58个。

3.2.3总装药量

总装药量为单位炸药消耗量与凿岩体积的乘积，即：

Q=S·l·q=19.75×3.5×1.35=93.32kg

3.3掏槽方式和工作面炮眼布置

若采用斜眼掏槽，则炮孔方向不易掌握，眼深受巷道宽度限制，不便于多台凿岩机同时作业，因此，采用直眼掏槽较为合理。

其炮眼深度不受巷道断面大小限制，适合于中深孔爆破，爆破的岩石块度均匀，岩石抛离不远。

本次设计采用菱形掏槽。

掏槽眼应尽量布置在软弱岩石中，严格保持炮眼平行、间距相等。

钻孔时钻等直径炮孔，间距为炮眼直径的4倍，岩石越坚硬，间距越小。

岩石越坚硬或炮眼越深，空眼数目应适当增加，反之亦然。

为了改善炮眼抛掷能力，掏槽眼可采用反向连续装药结构，装药长度占炮眼长度的75%。

辅助眼间距和最小抵抗线约为700mm，炮眼方向垂直于工作面，装药满度系数为0.6。

底眼爆破较为困难，有积水时容易造成盲炮，要求爆破后便于铺设临时轨道，并应将水沟同时爆出。

底眼间距控制在700mm左右，底眼眼口比巷道底板高出150mm，眼底应低于底板150mm，抛碴爆破时需将炮眼深度加深200mm左右。

底眼装药系数为0.6。

在辅助眼爆破后需进行光面爆破，以保证巷道成型规整，减少掘进超挖量，从而使围岩受爆破震动小，增加围岩自身承载能力，有利于锚喷支护，较少出现危石，有利于安全作业。

光面爆破应达到三条标准：

岩石上留下具有眼痕的周边眼数不小于其总数的50%；超挖尺寸不大于150mm，欠挖不得超过质量标准规定；岩石上不应有明显的炮震裂隙。

布置周边眼时需合理选择最小抵抗线和间距，两者之间存在着以下关系：

m——炮眼密集系数；

E——周边眼间距，取550mm，在巷道交岔点或曲线部分可适当减小；

W——最小抵抗线；

由于选用的是2号岩石硝铵炸药，硬度系数为4～6的岩石中每米炮眼装药量为200～300g/m，药卷采用直径为25mm的细药卷，采用不耦合装药法。

对于辅助眼和掏槽眼采用反向连续装药，对于周边眼和底眼采用空气间隔装药。

联线方式为串联，雷管要求是同种类、同工厂、同期出厂，并要求康铜桥丝雷管，其电阻差不能大于0.3Ω，镍鉻桥丝雷管不得大于0.5Ω。

3.4装填结构和爆破网络

3.4.1装填结构

对于掏槽眼、辅助眼和底眼采用反向连续装药，结构图如下：

对于周边眼，采用空气间隔分节装药，其结构图如下：

3.4.2爆破网络

在每个孔的孔底布置雷管，连线方式则采用串联，即在每一圈炮孔外接一个延期雷管，总共V段；第I段起爆中心眼，第Ⅱ段起爆掏槽眼，第Ⅲ段起爆一圈辅助眼，第Ⅳ段起爆二圈辅助眼和底眼，第V段起爆周边眼。

3.5编制爆破图表

3.5.1爆破原始条件：

序号

名称

单位

数量

1

掘进断面

㎡

19.75

2

岩石普氏系数

4～6

3

工作面瓦斯情况

%

无瓦斯

4

工作面涌水情况

m³/h

300

5

炸药和雷管的类型

2号岩石炸药

毫秒延期雷管

3.5.2炮眼排列及装药量：

眼号

炮眼

名称

眼数

眼深

m

每个炮眼装药量

合计

装药结构

起爆顺序

联线方式

药卷

个

长度

m

装填率/%

卷数个

重量

kg

1

中心眼

1

3.7

4

0.66

4

0.6

反向连续装药

Ⅰ

串联

2-5

掏槽眼

4

3.7

15

2.63

75

60

9.00

反向连续装药

Ⅱ

串联

6-16

辅助眼

11

3.5

12

2.10

60

132

19.8

反向连续装药

Ⅲ

串联

17-30

二圈眼

14

3.5

12

2.10

60

168

25.2

反向连续装药

Ⅳ

串联

31-39

底眼

9

3.5

12

2.10

60

108

16.2

反向连续装药

Ⅳ

串联

40-58

周边眼

19

3.5

6

2.10

60

114

17.1

空气间隔装药

Ⅴ

串联

合计

58

205.2

586

87.9

3.5.3预计爆破效果及炮眼布置图如下：

名称

单位

数量

炮眼利用率

%

85

每循环工作面进尺

m

2.975

每循环实体岩石

m³

58.76

炸药消耗量

kg/m³

1.50

每米巷道炸药消耗量

kg/m

29.55

每循环炮眼总长度

m/循环

172.72

每立方米岩石雷管消耗量

个/m³

0.99

每米巷道雷管消耗量

个/m

22.86

3.6钻眼爆破工作组织

1．钻眼工作必须严格按照爆破图表所要求的眼位、方向、深度和角度进行，并组织好凿岩机的分区、分工作业，以保证钻眼质量和提高钻眼速度。

2.凿岩台车钻孔：

合理的安排辅助凿岩台车钻孔的设备，做到衔接紧凑，提高凿岩台车利用率，以提高巷道掘进速度。

3.掘进工作面同时使用风、水的设备较多，并且装卸、移动频繁。

为了提高钻眼工作的效率和使各种工序互不影响，必须配备专用的供风、供水设备，并且予以恰当的布置。

4.爆破结束后要通风15～20min，待烟尘被除去后，首先由检查人员进入爆破作业面进行检查，确认所有炮眼都已引爆，如发现瞎炮，要严格按照《煤矿安全规程》进行处理。

脚线未坏时可以重新联线放炮，或在距炮眼至少0.3m处另打与瞎炮平行的炮眼重新装药放炮。

严禁用镐刨，抑或从炮眼中取出原放置的引药或从引药中拉出雷管。

上述检查工作完成后，即可开始装岩、转运和支护作业。

（二）巷道掘进的通风工作

1、确定通风方式

压入式通风，具有冲散和排除工作面炮烟及沼气速度快，并且可以采用软而轻质的风筒等优点。

而抽出式通风与压入式比较，其优缺点正好想反，并且一般轻型轴流式通风机不能通过有沼气地气体。

因此，采用压入式通风方式较为合理。

但是采用压入式通风时，工作面后部空气污染较严重，因此较长的独头巷道不宜采用，而应该采用抽出式或者混合式。

2、局散和风筒的选择

2.1局扇的选择

局扇的选择要根据实际通风距离和掘进工作面所需有效风量来确定。

在实际生产中，通常不进行局扇的选择计算，而是根据经验选取局部扇风机。

由课本《矿井通风与空气调节》P162表8-10得到掘进工作面局部扇风机与风筒配套使用的经验数据：

通风距离

/m

有效风量

/m³·min-1

选用风筒

/mm

选用局部通风机

BKJ型

JBT型

功率/kW

台数

<200

60～70

385

BKJ60-No4

JBT-4141

2

1

300

60～70

385

BKJ60-No4

JBT-42

4

1

<300

120

460～485

BKJ60-No5

JBT-51

5.5

1

300～500

60～70

460～485

BKJ60-No5

JBT-51

5.5

1

120

460～485

BKJ60-No5

JBT-52

11

1

120

600

BKJ60-No5

JBT-51

5.5

1

500～1000

60～70

460～485

BKJ60-No5

JBT-51

11

1

60～70

600

BKJ60-No5

JBT-52

5.5

1

120

600

BKJ60-No5

JBT-51

11

1

>1000

60～70

600

BKJ60-No5

JBT-52

11

1

1500

250

800

BKJ60-No5

28

1

2000

500

1000

BKJ60-No5

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2.2风筒的选择

对于抽出式通风，需采用刚性风筒，或带刚性的柔性风筒。

而对于压入式通风，则可采用柔性风筒，或者是带刚性的柔性风筒，它轻便、可伸缩、折装运搬方便。

各类风筒规格数据如下：

本次设计，给压风机配套选用胶布风筒（含胶30％），抽风机配套选用带有刚性骨架的可伸缩性风筒。

这种风筒是在柔性风筒内每隔一段距离，加钢丝圈或螺旋形钢丝圈。

通风距离在200m以内选用直径为400mm的风筒；通风距离为200～600的选用直径500mm的风筒；通风距离在500～1000m选用直径600～800mm的风筒；通风距离在1000m以上选用直径为800～1000mm的风筒。

3、通风设备的布置

3.1压入式通风

布置要求：

局部通风机安装在进风巷道中，距回风口不小于10m，并安装在专用台架上，离轨面高度不小于0.3m，必须明确专人管理局部通风机，保证其正常运转。

要使用低噪音局部通风机或加装消音器；大断面长距离掘进巷道通风要装备对旋式式局部通风机；要采用阻燃、抗静电风筒，其出风口至掘进工作的距离，煤与煤岩巷道应小于5m；岩巷应小于10m。

适用条件：

无瓦斯岩巷的掘进通风方式可采用压入式也可以采用混合式；煤巷、煤岩巷及有瓦斯涌出巷道的掘进通风方式都应采用压入式。

3.2抽出式通风

布置要求：

局部通风机应安装在回风巷道中，距回风口的距离不小于10m，应使用刚性风筒，吸风口至掘进工作面的距离距煤岩巷道应不小于5m，巷道应不小于10m。

适用条件：

不能用于有瓦斯的岩巷掘进；煤巷掘进时尽量采用双巷掘进。

3.3混合式通风

布置要求：

压入式局部通风与抽出式局部通风的风筒的及入口的距离必须大于10m。

适用条件：

无瓦斯的岩巷掘进；瓦斯涌出量较大区域或煤与瓦斯（二氧化碳）突出煤层，掘进通风方式均不得采用混合式。

4、通风管理工作

独头长距离通风的关键是最大限度地保持风筒平、直、稳，减少漏风和降低阻力，并保证风机的正常运转。

一般应做到以下几点：

（1）阻止和减少漏风。

方法主要有减