井巷工程课程设计

1、 井巷工程课程设计 目 录前言31矿井及设计巷道概况42巷道断面设计 5 2.1巷道断面设计的依据 5 2.1.1巷道的名称和用途 5 2.1.2巷道的运输设备类型和特征 5 2.1.3巷道的管线敷设情况、风量大小及排水量大小 5 2.1.4巷道坡度的要求 5 2.2巷道断面设计5 2.2.1选择巷道断面形状、支护类型、支护参数 5 2.2.2确定断面尺寸 7 2.2.3巷道净断面、掘进断面及风量校核 7 2.2.4决定道床参数、水沟步置和线敷设 8 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 8 2.2.6巷道断面施工图103巷道施工 11 3.1施工方案的确定11 3.1.1掘

2、砌作业方式、成巷速度11 3.2凿岩爆破工作 11 3.2.1凿岩设备和爆破器材的选择11 3.2.2爆破参数的确定11 3.2.3凿岩爆破作业11 3.2.4爆破图表及技术经济指标11 3.3通风与安全13 3.4装岩与调车14 3.5巷道支护15 3.6巷道施工示意图154劳动组织及循环图表 16 4.1劳动组织配备16 4.1.1作业方式的选择16 4.1.2循环图表的编制16 4.1.3施工总组织、施工进度表165技术经济指标18 5.1各项费用18 5.1.1材料费 18 5.1.2设备折旧费.18 5.1.3动力量 18 5.1.4工资费 18 5.1.5工程费 18 5.1.6成

3、巷成本 186 安全技术措施 19 6.1 支架操作工安全技术措施19 6.2 端头工安全措施19 6.3 按操作规程进行作业19 6.4 所有工种必须遵守的安全管理措施19致谢 20参考文献21前言井巷工程课程设计是学生学习采矿工程专业中的重要技能，在学习环节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，以培养学生运用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设计中的基本方法和基本能力，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：设计的巷道断面直接作为井下巷道施工的依据，也是进行井巷工程预算

4、的依据。内容：首先根据巷道的服务年限，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、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尺寸和计算掘进断面尺寸，然后布置水沟和管缆，最后绘制巷道断面施工图，编制巷道特征表和计算每米巷道工程量和材料消耗量。巷道断面设计是矿井开采设计中的一个重要组成部分，贯穿矿井服务年限属于施工设计的范畴。巷道断面设计的要求是：在满足安全生产和施工要求的条件下，力求提高断面的利用率，取得最佳的经济效果。严格按照煤矿安全规程的各项范畴进行井巷工程设计，引用煤矿安全规程及其他资料部分，应标注

5、出来，要注意使用先进的工艺和技术使课程设计具有一定的先进性，本次课程设计是为了满足教学，应独立完成设计。第一章 矿井及设计巷道概况 矿井煤层赋存条件、煤尘、瓦斯和自燃情况，矿井涌水量、矿井的开拓方式、主要生产系统。 设计巷道的名称、位置、标高、与其他巷道的关系、围岩特征（附平面图和设计巷道的轴向地质剖面图）。说明设计巷道的用途、工程量断面、工程结构特点、施工条件及通过煤量、风量、排水、供电、供风及其他管道设施，说明设计巷道的排矸、供料、供风、排水等系统，说明本矿在井巷施工有关方面的技术经济指标，其中包括设计巷道的服务年限，各种材料费用，工人工资费用及巷道维修费用，井巷施工的月进度和每工效率等。

6、 某煤矿，井田走向长6.7km，倾向宽14.5km，井田面积14.7km。矿井开拓方式为斜井多水平分区式开拓，现在开采二水平，延深三水平。年设计能力为120万t，低瓦斯矿井，中央并列式通风，井下最大涌水量为320m³/h。通过该矿第二水平东翼运输大巷的流水量为160m³/h，采用ZK106/250架线式电机车牵引1.5吨矿车运输，该大巷穿过中等稳定的岩层，岩石坚固性系数f=46，需通过的风量为48m³/s，巷道内敷设一趟直径为200mm的压风管和一趟直径为100mm的水管。第二章 巷道断面设计2.1巷道断面设计的依据1、巷道的名称和用途。 2、通过巷道的运输设备类

7、型及特征。 3、通过巷道的管线敷设情况，风量大小及排水量大小。4、对巷道坡度的要求。 5、其他要求。2.2 选着巷道断面形状、支护类型、支护参数2.2.1断面形状、支护类型年产120万t的第二水平运输大巷，一般服务年限在30年以上，采用600mm规矩双规运输大巷，其净宽在3m以上，又穿过中等稳定岩石，所以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支护参数本巷道采用锚喷支护，根据巷道净宽3.0m以上、穿过中等稳定岩层即属类围岩、服务年限大于30年等条件，得锚喷支护参数：锚杆长2.0m，间距a=0.9m,排距b=0.9m,锚杆直径d=18mm, 每孔安装两个树脂药卷，锚固长度5

8、00，锚固力70，呈方形布置，托板为8mm厚的150mm×150mm的方形钢板。喷射混凝土层厚T1=100mm,分两次喷射，每次各喷50mm厚，故支护厚度T= T1=100mm。 2.3 确定断面尺寸2.3.1确定巷道的净宽度B 已知ZK10-6/250电机车宽=1060mm、高h=1550mm，1.5t矿车宽1050mm、高1200mm。 根据煤矿安全规程，取巷道人行道c=820mm、非人行道一侧宽a=400mm。查采矿工程设计手册知该巷双规中线距b=1300mm，则两机车之间的距离为 1300mm（1060/2+1060/2）mm=240mm>200mm所以巷道净宽度： B

9、=(400+1060/2)+1300+(1060/2+820)=3580mm取B=3600mm2.3.2确定巷道的壁高半圆拱形巷道拱高 =B/2=3600mm/2=1800mm。半圆拱半径R=1800mm2.3.3确定巷道壁高1）按架线式电机车导电弓子要求确定 根据采矿工程设计手册式中规面起电机车架线高度，按煤矿安全规程取=2000mm道床总高度，查采矿工程设计手册选30kg/m钢轨，同样查得=410mm，道砟高度=220mm。导电弓子距壁安全距离，取=300mm。导电弓子宽度之半，=718mm/2=359mm，取=360mm轨道中线与巷道中线间距，=B/2=3600mm/2 930mm=87

10、0mm 故2）按照管道装设要求确定根据采矿工程设计手册表6-1-5公式可得： 式中 为碴面至管子底高度，按煤矿安全规程，取=1800mm。 为管子悬吊件总高度，取=900mm。为电机车距管子的距离，取=200mm。D 为压气法兰盘直径，D=200mm。为轨道中线与巷道中线间距， 3600/21370=430mm。故= 1633mm3）按人行道高度确定 式中j为距巷道壁的距离。距离j处巷道有效高度不小于1800mm。 一般取j200mm。故综合以上计算，并考虑一定余量以及人行道高度和机车高度，确定本巷道壁高为1820mm则巷道高度 2.3.3确定巷道的净断面积、掘进断面及风量校核1）巷道净断面S

11、半圆拱形净断面积 S=B（0.39B+） 式中道碴面以上巷道壁高。 故 净周长 2）掘进断面积根据采矿工程设计手册公式得：巷道设计掘进宽度B1=B+2T=3600+2100=3800mm巷道计算掘进宽度B2= B1+2=3800+275=3950 mm巷道设计掘进高度H1=H+hb+T=3400+220+100=3720mm巷道计算掘进高度H2= H1+=3720+75=3795mm巷道设计掘进断面面积巷道计算掘进断面积3）用风速校核巷道断面积查采矿工程设计守则，知，已知通过大巷的风量 ，则设计的大巷净断面积、风速没超过规定，符合规定。 2.3.4 决定道床参数、水沟布置和管线敷设 1）道床参

12、数 根据本巷道通过的运输设备，查井巷工程表2.11选用30kg/m，道床参数分别是=410mm，=220mm =190mm。采用钢筋混凝土轨枕。 2）水沟和管线布置 已知通过该运输大巷的流水量为160m3/h,查采矿工程书中表2.13知若采用水沟坡度3%，则水沟深400mm，宽400mm，水沟净断面积0.16m2掘进断面为0.203，每米盖板钢筋消耗量为1.633kg，混凝土为0.0276，每米水沟混凝土消耗量为0.133。管子悬吊在人行道一侧，通信电缆挂在非人行道一侧。 2.3.5 巷道断面特征表和每米巷道材料消耗量计算并列表 1）断面特征表 围岩类别断面/m³设计掘进尺寸/mm喷

13、射厚度/m 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10.812.5538003720100螺纹钢树脂锚杆方形90020001812.5 断面特征表 2.12）每米材料消耗计算 每米巷道拱与墙计算掘进体积 每米巷道墙角计算掘进体积每米巷道拱与墙喷射材料消耗 每米巷道墙角喷射材料消耗 每米巷道喷射材料消耗 每米巷道锚杆消耗 式中计算锚杆消耗周长锚杆间距，排距，。故 根其质量为 式中锚杆长度，m 锚杆直径 ，m 锚杆材料密度，kg/ 3）材料消耗表 材料消耗表 2.2锚杆数量/ 根材 料 消 耗喷射材料/m³锚 杆钢筋/kg树脂药卷/个11.590.98846.2

14、823.1 22.3.6巷道断面施工图运输大巷断面施工图第三章 巷道施工3.1施工方案的确定此次施工的巷道地质条件较好，再考虑到施工和经济方面的因素，采用一次成巷的方法，既在巷道施工中的掘进、永久支护、水沟掘砌三个部分工程视为一个整体，在一定距离内，按设计及质量标准要求，相互配合，前后连贯地、最大限度地同时施工，一次做成巷道， 不留收尾工程。3.2 凿岩爆破工作3.2.1凿岩设备和爆破器材的选择 采用YT-23系列气腿式凿岩机凿岩，其参数可在井巷工程表3.15中获知。2号岩石硝铵炸药爆破岩石，煤矿许用的8号电雷管且总延期时间不大于130毫秒。3.2.2爆破参数的确定巷道净断面积小于12 ，宜选

15、用小直径药卷（25mm和27mm），炮眼直径为30mm，采用气腿式凿岩机时炮眼深度以1.8m-2.5m为宜。设计炮眼深度为2米。 单位炸药消耗量：q=Q/v，kg/ m3 式中 Q 工作面一次爆破所需要的炸药量 V工作面一次爆下的实体岩石的总体积3.2.3凿岩爆破作业光面爆破技术在巷道掘进中广泛应用，故凿岩爆破工作也采用光面爆破技术。用2号岩石硝铵类炸药，8号雷管。3.2.4爆破图表及技术经济指标工作面炮眼布置图 炮孔布置图爆破原始条件 3.1名称数量名称数量巷道掘进断面/ 12.55炮眼数目/个 51岩石的坚固性系数f 46雷管数目/个 50炮眼深度/m 2.00总装药量/kg 35.4 装

16、药量及起爆顺序 3.2··眼名眼数眼深 装药量起爆顺序连线方式装药结构单孔卷数质量小计卷数质量 1 空眼 12.2 串联连续反向装药 25掏槽眼 42.2 6 1 24 4 612辅助眼 72.00 50.75 355.251328辅助眼 162.00 50.75 80 1231334346 帮眼 62.00 30.30 18 1.83442 顶眼 92.00 30.30 272.729 30 4751 底眼 62.00 50.75 30 4.5 预期爆破效果 3.3名称数量名称数量炮眼利用率/%90.0每米消耗药量/14.5每循环工作进尺/1.62每米循环炮眼总长度/10

17、1每循环爆破实体岩石/³16.5每平方米岩体耗雷管量/（个） 3炸药消耗量/1.8每米巷道耗雷管量/（个）303.3通风与安全 3.3.1掘进通风巷道掘进过程采用局部通风机通风。通风方式为混合式通风。 风筒的排风口必须设在主要巷道风流方向的下方，距掘进巷道口不得小于10m。混合式通风示意图3.3.2综合防尘措施湿式钻眼即在钻眼的过程中用水炮泥；在矿尘较大的地方进行喷雾洒水；加强通风排尘工作控制好巷道内的风速；及时清扫沉降在巷道四周、支架及设备、物料上的矿尘。3.3.3掘进安全工作 该矿井为低瓦斯矿井，但不应放松瓦斯监测力度，按时检查巷道中瓦斯含量。 在打眼、放炮过程中要严格按照煤矿安

18、全规程，使用煤矿许用炸药和电雷管。 防止井下透水事故发生，在未掘进前做好探水工作，查明水源，一旦发生透水事故，要做好透水的应急处理方案和人员的安全逃生路线。3.4 装岩与调车3.4.1装岩机械的选择考虑到巷道断面跨度大，装岩机的维修、操作容易、简单，故选用YP-60型耙斗装岩机，查井巷工程书中表5.1得该型号装岩机生产能力80100m3/h，铲斗容积0.6m3，长度7725mm，宽度1850mm，工作时最大高度2340mm，2台。3.4.2调车方法根据巷道特点，采用菱形浮放道岔调车；两列机车可在两条轨道上交替装岩，大大提高装岩效率。菱形浮放道岔示意图 3.5巷道支护 临时支护选用拱形可缩性金属

19、支架，永久支护选择锚杆与喷射混凝土的方法，采用干式喷射法喷射混凝土，使用转子-型喷射机喷射混凝土。喷嘴出口处的风压应控制在0.1MPa。水压控制在0.2MPa。水灰比为0.4，一次喷射厚度墙壁为50mm，拱为30mm。 锚杆的安装用风动凿岩机凿岩。 喷射混凝土的质量检测用点荷载法，即用混凝土钻机从喷层中钻取圆柱体心样，然后用点荷载仪测试其点荷载强度，再根据点荷载强度确定其喷层强度。 锚杆质量的检测对象有，锚杆间排距的偏差控制在±100mm，锚杆方向与巷道轮廓线或岩层层理角度的偏差应小于15°，锚杆的外露长度应小于50mm，用螺帽拧紧锚杆时，其锁紧力应达到设计锚固力的40%-

20、80%。 第四章 劳动组织及循环图表4.1劳动组织配备4.1.1作业方式的选择 按照按采采矿工程设计手册一年工作300天，考虑到晚上工人的精神状况，分4个班轮流作业，其中1个班整修，3个班正常作业，即“四六”工作制。由于该掘进巷道围岩比较稳定，掘进断面较大，以免掘支工作面相互干扰，故一次成巷的作业方式采用掘支平行作业。4.1.2循环图表的编制考虑岩巷施工中凿岩机的具体情况，眼深为2.0m，每循环进尺1.62m，每班一个循环，每天四班。掘进一个循环所需要的总时间=6h：交接班时间，一般为20min左右，取20min：装岩时间，=1.5h 式中 巷道掘进断面积，12.55； 炮眼平均深度，2米；

21、炮眼利用率，一般为0.80.9； 同时工作的装岩机台数，2台； 爆破后岩石的松散系数 ，取1.8； 装载机的实际生产率，取80m3/h；：钻眼时间，=1.5h 式中 ：钻眼、装岩平行作业时值一般取0.30.6; ：同时工作的凿岩机台数，2台； ：凿岩机的实际平均钻速；2m/15min：工作面炮眼总数，51个；：装药连线时间， =1.4h 式中 工作面炮眼总数,51个； t一个炮眼装药所需时间，15min； A在工作面同时装药的小组数，1个； ：爆破通风时间，一般为1530min。：为支护时间，包括临时支护和永久支所用时间。取支护时间为0.8h 掘支平行作业循环图表第五 章经济技术指标5.1各项

22、费用5.1.1材料费 材料费=主要材料费+其它材料费 主要材料：雷管 618881=54168元 锚杆 11.591500180元/个=3129300元 炸药 35.415008元/kg=265200元 混凝土 1.011500360元/kg=424800元 其它材料费=4930000×50%=2465000元 所以材料费=3819300+2465000=6284300元5.1.2 设备折旧费 设备费=主要设备+其它设备 约500万元 折旧费=500×25%=123万元5.1.3 动力费 指生产经营过程中耗用的全部电力 动力费=耗电费×电价=4000×7

23、×0.8元/度=22400元5.1.4工资费 年薪按10万元计算，所以工资费40×10=400万元5.1.5总挖掘费用 工程费=主要材料费+设备折旧费+工资费+动力费 =628.43+123+400+0.224=1151.654万元5.1.6单位原岩或进米德掘进成本 单位每米巷道掘进度=总工程费/1500=1151.654/1500 =7677元5.2 成巷成本 指生产巷道和提供劳务而发生的直接和间接费用，包括材料费、工资费等。 成巷成本=400+628.43+2.24+123=1153.67万元 每米成巷成本=1153.67/1500=7691元/m第六章 安全技术措施6

24、.1 支架操作工安全技术措施1 移架时支架工要戴头盔，追机移架，架前架间不准有人工作或停留，确保移架，2 支架工要经常检查支架完好情况，做到支架不窜液，不漏液，不自动下降，发现问题及时处理，确保各支架部件螺丝紧固齐全，U型销符合规定。3 支架工再操作支架应对支架进行一次认真检查，做到不完好不使用。6.2 端头工技术安全措施1 端头工必须了解工作面的顶板的岩性，结构，熟悉支架或单体柱的使用条件及支护方法。2 支架的回收和支护必须由三人作业，其中一人负责观察顶板，严禁单人作业。3 超前支护间距偏差不超过100 ,垂直偏差不超过100。6.3 检修工的安全技术措施1 检修人员上岗后需按工种操作规程进行作业，按照本工种机械检查程序进行检修，当设备检修时，必须有停电或挂牌，严格执行停送电制度。2 严格按检修的标准进行检修，检修时每天要落实专人检查各部件机电设备安全措施和保护装置，检查各紧固部件，螺丝是否松动，发现问