爆破与井巷工程课程设计

设计任务书设计任务书1设计题目巷道交岔点设计设计条件某煤矿年设计能力为0.9，为低瓦斯矿井，采用中央分列式通风，其最大涌水量为320m3。通过该矿第一水平（东、西）两翼运输大巷的涌水量分别为140m3和200m3，主石门与运输大巷穿过的岩层为（较为稳定）岩层，岩石的坚固性系数（ƒ=6~8），主石门的通风量为22m3，（东、西）两翼运输大巷通风量为14m3。巷道内敷设一趟直径为200的压风管和一趟直径为100的水管。轨距（600、900）。采用直墙拱形巷道断面。主石门向南掘进，通过交岔点与西翼运输大巷相连。设计内容1、试设计主石门直线段的断面及支护参数2、设计主石门掘进施工爆破参数。3、机车的运行速度为3，试对该交岔点进行设计。设计要求1、提供设计说明书，设计说明书中的论证与说明，必须简明扼要，故宜采用小插图及附表加以说明。相关参数的计算应列出公式，并说明公式中符号所代表的意义和取值依据，运算过程可省略，直接写出计算结果。设计说明书的基本内容包括：1）巷道断面（包括主石门、运输大巷、交岔点最大宽度断面、曲线轨道巷道）的设计2）主石门掘进爆破设计3）交岔点的设计4）主石门掘进通风5）装岩与调车6）巷道支护（包括主石门、运输大巷、交岔点最大宽度断面、曲线段巷道）7）主石门掘进循环图表的编制2、提供相关图纸，根据《采矿工程设计手册》的绘图要求绘制，包括：1）主石门工作面炮眼布置图2）交岔点平面图3）主石门断面图4）运输大巷断面图5）交岔点最大宽度断面图6）曲线段巷道断面图摘要本设计主要为巷道的交岔点的设计。某煤矿年设计能力为0.9，为低瓦斯矿井，采用中央分列式通风，其最大涌水量为320m3。通过该矿第一水平（东、西）两翼运输大巷的涌水量分别为140m3和200m3，主石门与运输大巷穿过的岩层为（较为稳定）岩层，岩石的坚固性系数（ƒ=6~8），主石门的通风量为22m3，（东、西）两翼运输大巷通风量为14m3。巷道内敷设一趟直径为200的压风管和一趟直径为100的水管。运输巷道为单轨，主石门为双轨，轨距（600、900）。采用直墙半圆拱形巷道断面。交岔点类型为牛鼻子交岔点,采用直墙拱形巷道断面。主石门向南掘进，通过交岔点与西翼运输大巷相连。课程设计内容应包括：1、主石门直线段的断面及支护参数；2、主石门掘进施工爆破参数；3、对该交岔点进行设计。包括设计说明书和图纸两大部分。关键词：主石门，曲线巷道，运输巷，交岔点，直墙半圆拱，爆破掘进

目录\o"1-3"\h\z\u1主要巷道断面设计 472042558\h51.1主石门巷道断面尺寸设计 472042559\h51.1.1主石门巷道断面形状的选择 472042560\h51.1.2主石门巷道净断面设计 472042561\h51.1.3主石门巷道掘进断面设计 472042562\h81.1.4主石门巷道水沟尺寸选择及管线布置 472042563\h81.2运输巷道断面尺寸设计 472042564\h91.2.1运输巷道断面形状的选择 472042565\h91.2.2运输巷道净断面设计 472042566\h91.2.3运输巷道掘进断面设计 472042567\h121.2.4运输巷道水沟尺寸选择及管线布置 472042568\h121.3曲线巷道断面尺寸设计 472042569\h131.3.1曲线巷道断面形状的选择 472042570\h131.3.2曲线巷道净断面设计 472042571\h131.3.3曲线巷道掘进断面设计 472042572\h141.3.4曲线巷道水沟尺寸选择及管线布置 472042573\h152交岔点平面设计 472042574\h162.1交岔点道床参数的选择 472042575\h162.1.1交岔点道岔的选择 472042576\h162.1.2交岔点曲线轨道参数的计算 472042577\h172.1.3交岔点轨道的布置 472042578\h172.2交岔点平面尺寸的确定 472042579\h182.3交岔点支护参数的确定 472042580\h203主石门巷道施工设计 472042581\h203.1循环进尺的确定 472042582\h203.2掘进爆破施工工艺及参数设计 472042583\h213.2.1爆破器材的选择 472042584\h213.2.2爆破参数的设计 472042585\h223.3主石门巷道掘进通风 472042586\h243.3.1通风方式的选择 472042587\h243.3.2掘进通风设备选择 472042588\h243.4主石门巷道装岩与调车 472042589\h253.4.1装岩设备选型配套 472042590\h253.4.2调车工作 472042591\h263.5主石门巷道掘进辅助工作 472042592\h263.5.1压气供应和工作面排水方式 472042593\h263.5.2掘支工序的时间及空间安排 472042594\h263.5.3轨道及管路（压风管、水管、风筒）接长的时间安排 472042595\h273.5.4掘进测量工作 472042596\h273.6主石门巷道掘进循环图表的编制 472042597\h273.6.1施工作业方式和循环方式 472042598\h273.6.2循环进尺的确定 472042599\h283.6.3各工序和循环时间的确定 472042600\h283.6.4循环图表编制 472042601\h293.7安全技术措施 472042602\h294主要技术经济指标 472042603\h294.1主要技术指标 472042604\h294.2主要经济指标 472042605\h305附图表 472042606\h34参考文献 472042607\h35

1主要巷道断面设计 1.1主石门巷道断面尺寸设计1.1.1主石门巷道断面形状的选择主石门作为煤炭运输、通风和行人使用，贯穿于矿井使用的始终，连接了运输大巷和井底车场，是运输的主要线路，一般服务年限20年以上，煤矿年设计能力为0.9，可采用600轨距双轨运输。穿过的岩层为（较为稳定）岩层，岩石的坚固性系数（ƒ=6~8），故选用锚杆和喷射混凝土支护。由《采矿工程设计手册》表6-1-2巷道断面及其使用条件，巷道断面采用直墙半圆拱形巷道断面，更加稳定可靠。1.1.2主石门巷道净断面设计1.1.2.1主石门巷道净宽表1-1电机车粘着质量选择该矿井为低瓦斯矿井，据《煤矿安全规程》第三百四十七条规定，低瓦斯进风的主要运输巷道内，可使用架线电机车。《采矿工程设计手册》表1-1电机车粘着质量选择矿井年产量0.9，选择架线式电机车10.0t，配套矿车1.5t，据此要求选择双轨道900宽的轨距，电机车选择10-6/250型，矿车选择1.7-6A型。查表，知10-6/250型电机车长LZK=4500mm，宽AZK=1060mm，高hZK=1550mm，1.7-6A型矿车长LMG=2400mm，宽AMG=1050mm，高hMG=1200mm。根据《煤矿安全规程》第二十二条规定新建矿井、生产矿井新掘运输巷的一侧，从巷道道砟面起1.6m的高度范围内，必须留有宽0.8m(综合机械化采煤矿井为1m)以上的人行道，巷道另一侧宽度不得小于0.3m(综合机械化采煤矿井为0.5故两车之间的距离为：1300-10602+10602=240mm>200mm故轨道净宽度：B=a1.1.2.2主石门巷道净高直墙拱形巷道拱高h半拱形半径R=hA.按架线电机车导电弓子要求确定巷道壁高h据《采矿工程设计手册》表6-1-5半圆拱形巷道壁高公式得h式中h4：轨面起电机车架线高度，按《煤矿安全规程》第三百五十六条：“自轨面算起，电机车架空线的悬挂高度应满足：在行人的巷道内、车场内以及人行道与运输道交叉的地方不小于2m”取hhc：道床总高度。据《煤矿安全规程》第三百五十二条规定：“新建或改扩建的矿井中，对运行7t及其以上机车或3t及其以上矿车的轨道，应采用不低于30的钢轨。”及上述选择的架线式电机车10.0t及配套矿车3.0t，所以选择30的钢轨，再据设计规范规定：铺设30的钢轨时，道床高度宜采用hc=410mm，道砟高度宜采用n：导电弓子距拱璧安全间距。据《煤矿安全规程》第三百五十七条规定：“电机车架空线与巷道丁或棚梁之间的距离不得小于0.2m，取n=300mm；：导电弓子宽度之半。K=7182=359mm，取b1：轨道中线与巷道中b1故hB.按管道的装设的要求确定h据《采矿工程设计手册》表6-1-5按管子悬吊高度计算公式得：h式中h5：道砟面距管子底高度，按《煤矿安全规程》规定：吊挂在人行道上方的的管道及其悬吊装置下部的净高不得低于1.8m，hh7：管子悬吊件总高度，hD：压气管法兰盘直径，D=335mm；m：矿车与管子间的间距，据《设计规范》规定：综采轨道运输设备与巷道的支护，管线设施之间的安全间隙最小值是300，所以m=300mm； b2：轨道中线与巷道中线间距b2故h=1632mm。C.按人行高度要求确定h据《采矿工程设计手册》表6-1-5按人行高度计算公式得：hj：表示距巷道壁的距离。距墙壁的有效高度不小于1800。j≥100mm一般j=200mm；故 h综上计算，并考虑一定的剩余量，确定本巷道壁高h3=1820mm。则巷道净高度由《设计手册》H=h1.1.2.3主石门巷道净断面积与风速校核据《采矿工程设计手册》下—巷道断面设计巷道净断面S=B(0.39B+h2：砟道面起巷道的壁高故S=3600×巷道净周长P=2.57B+2由《设计手册》表6-1-7，架线电机车巷道vmax=8ms，已知通过的最大风量v=Q所以设计的巷道净断面面积，风速没超过规定，可以使用。1.1.3主石门巷道掘进断面设计1.1.3.1主石门巷道支护参数设计主石门穿过的岩层为较为稳定岩层，岩石的坚固性系数（ƒ=6~8),巷道净宽3.6m，故选用锚杆和喷射混凝土支护。根据《采矿工程设计手册》表6-1-86，选用锚固可靠，锚固力大的树脂锚杆，选杆体为Φ20螺纹钢，每孔安装两个树脂药卷，锚杆长度2000，呈方形布置，其间排距800×800，托板10厚、120×120的方形钢板。喷射混凝土厚T1=100mm，分两次喷射，每次各喷50,故支护厚度1.1.3.2主石门巷道道床参数设计根据巷道通过的运输设备，已选用30钢轨。其道床参数hc、hb分别为410和220，道砟至轨面高度1.1.3.3主石门巷道设计及计算掘进断面设计巷道设计掘进宽度B1巷道计算掘进宽度B2巷道设计掘进高度H1巷道计算掘进高度H2巷道设计掘进断面面积S取S1巷道计算掘进断面积S取S21.1.4主石门巷道水沟尺寸选择及管线布置已知通过水沟的最大涌水量320m3h，据《煤矿巷道和交岔点设计规范》水沟设计要求：“轨道运输巷的水沟布置在人行道侧，锚喷支护的巷道水沟应紧贴巷道侧帮，井底车场和主要巷道水沟坡度不应小于3‰”，“构筑水沟，紧贴巷道侧帮布置或加设盖板宜选用倒直角梯形和矩形断面”所以选用矩形断面；据《采矿工程手册》表6-1-19选得：采用水沟坡度为3‰并在人行侧紧贴侧帮净宽为500，深500,净断面为0.250m2，掘进断面为0.306m2；据《采矿工程设计手册》表6-1-19，选择盖板宽650，厚50。每米水沟盖板用钢筋2.036kg管道悬吊在人行道一侧，电力电缆挂在非人行到一侧。1.2运输巷道断面尺寸设计1.2.1运输巷道断面形状的选择运输大巷作为煤炭运输和通风和行人使用，服务年限较长，贯穿于矿井使用的始终。穿过的岩层为稳定岩层，岩石的坚固性系数（ƒ=6~8）。由《采矿工程设计手册》表6-1-2巷道断面及其使用条件，巷道断面采用直墙半圆拱形巷道断面，更加稳定可靠。1.2.2运输巷道净断面设计查表，知10-6/250型电机车长LZK=4500mm，宽AZK=1060mm，高hZK=根据《煤矿安全规程》第二十二条过规定新建矿井、生产矿井新掘运输巷的一侧，从巷道道砟面起1.6m的高度内，必须留有宽0.8m(综合机械化采煤矿井为1m)以上的人行道，巷道另一侧宽度不得小于0.3m(综合机械化采煤矿井为0.5m),故取人行道宽C=900，非人行道一侧宽a=400。故运输巷道净宽度：B=a根据《煤矿巷道断面和交叉点设计规范》4.1.8，取巷道净宽B=2400mm。1.2.2.1运输巷道净高直墙拱形巷道拱高h0半拱形半径R=A.按架线电机车导电弓子要求确定巷道壁高h据《采矿工程设计手册》表6-1-5半圆拱形巷道壁高公式得hh4：轨面起电机车架线高度，按《煤矿安全规程》第三百五十六条：“自轨面算起，电机车架空线的悬挂高度应满足：在行人的巷道内、车场内以及人行道与运输道交叉的地方不小于2m”取hhc：道床总高度。据《煤矿安全规程》第三百五十二条规定：“新建或改扩建的矿井中，对运行7t及其以上机车，应采用不低于30的钢轨。”及上述选择的架线式10.0t配套矿车1.5t，所以选择30kgm的钢轨，再据设计规范规定：铺设30kgmn：导电弓子距拱璧安全间距。据《煤矿安全规程》第三百五十七条规定：“电机车架空线与巷道丁或棚梁之间的距离不得小于0.2m,取n=300mm；K：导电弓子宽度之半。K=7182=359b1：轨道中线与巷道中线间距，故h3B.按管道的装设的要求确定据《采矿工程设计手册》表6-1-5按管子悬吊高度计算公式得：hh5：道砟面距管子底高度，按《煤矿安全规程》规定：吊挂在人行道上方的的管道及其悬吊装置下部的净高不得低于1.8m，hh7：管子悬吊件总高度，hD：压气管法兰盘直径，335；m：矿车与管子间的间距，据《设计规范》规定：综采轨道运输设备与巷道的支护，管线设施之间的安全间隙最小值是300，所以m=300mm；hC.按人行高度要求确定据《采矿工程设计手册》表6-1-5按人行高度计算公式得：hj表示距巷道壁的距离。距墙壁的有效高度不小于1800。一般；故h综上计算，并考虑一定的剩余量，确定本巷道壁高h3=2020mm。则由《设计手册》6-1-6巷道得净高度：1.2.2.3运输巷道净断面积与风速校核据《采矿工程设计手册》下—巷道断面设计巷道净断面S=B(0.39B+hh2：砟道面起巷道的壁高故S=2400巷道净周长P=2.57B+2由《采矿工程设计手册》表6-1-7，架线电机车巷道vmax=8ms，已知通过的最大风量v=Q所以设计的巷道净断面面积，风速没超过规定，可以使用。1.2.3运输巷道掘进断面设计1.2.3.1运输巷道支护参数设计运输巷道穿过的岩层为较为稳定岩层，岩石的坚固性系数（ƒ=6~8),巷道净宽3.6m，故选用锚杆和喷射混凝土支护。根据《采矿工程设计手册》表6-1-86，选用锚固可靠，锚固力大的树脂锚杆，选杆体为Φ20螺纹钢，每孔安装两个树脂药卷，锚杆长度2000，呈方形布置，其间排距800×800，托板10厚、120×120的方形钢板。喷射混凝土厚T1=100mm，分两次喷射，每次各喷50,故支护厚度1.2.3.2运输巷道道床参数设计根据巷道通过的运输设备，选用30kgm钢轨。其道床参数hc、hb分别为410和2201.2.3.3运输巷道设计及计算掘进断面设计巷道设计掘进宽度B巷道计算掘进宽度B巷道设计掘进高度H巷道计算掘进高度H巷道设计掘进断面面积S取S1巷道计算掘进断面积S取S1.2.4运输巷道水沟尺寸选择及管线布置已知通过西翼运输大巷涌水量200m3h，据《煤矿巷道和交岔点设计规范》水沟设计要求：“轨道运输巷的水沟布置在人行道侧，锚喷支护的巷道水沟应紧贴巷道侧帮，井底车场和主要巷道水沟坡度不应小于3‰”，所以采用水沟坡度为4‰，并在人行侧紧贴侧帮；“构筑水沟，紧贴巷道侧帮布置或加设盖板宜选用倒直角梯形和矩形断面”所以选用矩形断面；据《采矿工程设计手册》表6-1-19选得：净宽为400，深400，净断面为0.160m2，掘进断面为0.203m2；据《采矿工程设计手册》表6-1-19，选择盖板宽550，厚50。每米水沟盖板用钢筋1.633kg管道悬吊在人行道一侧，电力电缆挂在非人行到一侧，通讯电缆挂在管子上方。1.3曲线巷道断面尺寸设计1.3.1曲线巷道断面形状的选择曲线巷道与运输大巷相连，作为煤炭运输和通风和行人使用，服务年限较长。穿过的岩层为较稳定岩层，岩石的坚固性系数（ƒ=6~8），由《采矿工程设计手册》表6-1-2巷道断面及其使用条件，巷道断面采用直墙半圆拱形巷道断面，更加稳定可靠。1.3.2曲线巷道净断面设计1.3.2.1曲线巷道净宽曲线段巷道的净宽在运输大巷的基础上加宽，根据《采矿工程设计手册》表6-1-99，取曲线巷道外侧加宽值△1=200mm，内侧加宽值△2=100mm。又有运输大巷净宽2400，人行道宽900曲线巷道净宽B=2400+200+100=2700mm1.3.2.2曲线巷道净高直墙拱形巷道拱高h0巷道壁高取运输巷壁高h3则由《设计手册》6-1-6巷道得净高度：H=h1.3.2.3曲线巷道净断面积与风速校核据《采矿工程设计手册》下—巷道断面设计巷道净断面S=B(0.39B+h2：砟道面起巷道的壁高故S=2700×巷道净周长P=2.57B+2由《采矿工程设计手册》表6-1-7，架线电机车巷道vmax=8ms，已知通过的最大风量v=Q所以设计的巷道净断面面积，风速没超过规定，可以使用。1.3.3曲线巷道掘进断面设计1.3.3.1曲线巷道支护参数设计曲线巷道穿过的岩层为较为稳定岩层，岩石的坚固性系数（ƒ=6~8),巷道净宽3.6m，故选用锚杆和喷射混凝土支护。根据《采矿工程设计手册》表6-1-86，选用锚固可靠，锚固力大的树脂锚杆，选杆体为Φ20螺纹钢，每孔安装两个树脂药卷，锚杆长度2000，呈方形布置，其间排距800×800，托板10厚、120×120的方形钢板。喷射混凝土厚T1=100mm，分两次喷射，每次各喷50,故支护厚度1.3.3.2曲线巷道道床参数设计根据巷道通过的运输设备，选用30钢轨。其道床参数hc、hb分别为410和220，道砟至轨面高度弯道处为了平衡矿车曲线运输产生的离心力，需将曲线轨道外轨抬高△h，机车的运行速度为3ms，根据《采矿工程设计手册》表6-1-8取曲线轨道半径为15m,又有《采矿工程设计手册》表6-1-13△V：车辆运行速度，msK：曲线轨道的半径与轨距之比；S：轨距，m；R：曲线轨道的半径，m。故△1.3.3.3曲线巷道设计及计算掘进断面设计巷道设计掘进宽度B巷道计算掘进宽度B巷道设计掘进高度H巷道计算掘进高度H巷道设计掘进断面面积S取S1巷道计算掘进断面积S取S21.3.4曲线巷道水沟尺寸选择及管线布置已知通过西翼运输大巷涌水量200m3h，据《煤矿巷道和交岔点设计规范》水沟设计要求：“轨道运输巷的水沟布置在人行道侧，锚喷支护的巷道水沟应紧贴巷道侧帮，井底车场和主要巷道水沟坡度不应小于3‰”，所以采用水沟坡度为4‰，并在人行侧紧贴侧帮；“构筑水沟，紧贴巷道侧帮布置或加设盖板宜选用倒直角梯形和矩形断面”所以选用矩形断面；据《采矿工程设计手册》表6-1-19选得：净宽为400，深400，净断面为0.160m2，掘进断面为0.203m2；据《采矿工程设计手册》表6-1-19，选择盖板宽550，厚50。每米水沟盖板用钢筋1.633kg管道悬吊在人行道一侧，电力电缆挂在非人行到一侧，通讯电缆挂在管子上方。2交岔点平面设计2.1交岔点道床参数的选择该交岔点为双轨大巷与单轨支巷相交，主巷（主石门大巷)为双轨巷道，净宽3600；支巷（运输大巷）为单轨巷道，净宽2400，采用锚喷支护，各断面喷射混凝土厚度为100，锚杆长度2000，半圆拱形断面。本矿井服务年限在20年以上，围岩比较稳定，可采用柱墙式交叉点（“牛鼻子”交叉点）。在该交叉点长度内两巷道的相交部分，共同形成一个渐变跨度的大断面。2.1.1交岔点道岔的选择根据运输设备类型10-6/250式直流架线式电机车、机车运行速度3、主巷及支巷轨距轨型等综合因素，查《采矿工程设计手册》P2759表6-2-1规定，选择600轨距，轨型30kgm，岔道号码5，平曲线半径15m的5号窄轨单开道岔（图2-1线路轨型、道岔及平面曲线半径2.1.2交岔点曲线轨道参数的计算查《采矿工程设计手册》P2567表6-1-10，1.5t固定式矿车轴距750，查P2944表7-2-25可知10-6/250式直流架线式电机车轨距1100，故选择曲线轨道轴距1100。根据所选运输设备和轨距，查《采矿工程设计手册》表6-1-8，选择曲线半径R=15m。图2-2井下曲线轨道通用半径2.1.3交岔点轨道的布置图2-3交岔点轨道该交岔点为双轨大巷与单轨支巷相交，主巷（主石门大巷)为双轨巷道，净宽3600；支巷（运输大巷）为单轨巷道，净宽2400。2.2交岔点平面尺寸的确定图2-4交岔点计算查《采矿工程设计手册》P3600表5-1-7可知630道岔主要参数：α=11°18'36"，a=3967mm，b=4333mm，L=8300mm。选定R=15m。根据《采矿工程设计手册》P2759相关规定：道岔处车辆与巷道两侧安全间隙加宽值，单开道岔的非分岔一侧加宽不宜小于200，分岔一侧加宽不宜小于100，双轨中心线加宽不宜小于200。分别取200和200，双轨中心线加宽200，加宽长度5000。因此，查《采矿工程设计手册》P2761表6-2-3公式可知：主石门通过交岔点巷道前的净宽度（两侧分别加宽200，200）：B主石门通过交岔点巷道后的净宽度：B运输巷道通过交岔点巷道后的净宽度（加宽200)：B主石门通过交岔点巷道前西侧轨道中心线到桥墩一侧边墙的距离： b主石门通过交岔点巷道后西侧轨道中心线到桥墩一侧边墙的距离： b运输巷道通过交岔点巷道后轨道中心线到桥墩一侧边墙的距离： b查《采矿工程设计手册》P2761表6-2-3公式可知：以O点为圆心，R为半径；曲率O到基本轨起点的纵轴距离：=15000×=15558.5mm曲率中心到基本轨起点的横轴距离：J=a+b=3976+4333=5308.4mm；D=b=4333=1307mm。从曲率中心O到支巷起点T连线，直线与O点到主巷中心线的垂线为θ：得到θ=P=J+=5308.4+=11879.2m==9258mm。为得到最大断面宽度，解直角三角形：WN=MN=最大断面宽度：WN=斜墙斜率i根据《采矿工程设计手册》P2766规定常用斜率，取与i0最接近的斜率0.2交岔点扩大断面部分的长度：LLY=P-由于Y小于0，所以变断面起点在基本轨起点之前。y=L2.3交岔点支护参数的确定查《采矿工程设计手册》P2768，根据本煤矿运输巷道穿过的岩层，岩石坚固性系数（ƒ＝6~8），较稳定岩层，服务年限较大，半圆拱形断面等条件，查“煤矿巷道交叉点和设计规范”P11，根据本煤矿运输巷道穿过的岩层，岩石坚固性系数（ƒ＝6~8），为较稳定岩层，服务年限较大，半圆拱形断面等条件，因此采用锚喷支护，确定选用锚固可靠锚固力大并且能快速安装的树脂锚杆。杆体为直径Φ=20螺纹钢，每个孔安装两个树脂药卷，呈长方形布置，间排距800×800，锚杆长度1800（大于两倍间排距）。锚杆托板为10厚、120×120平板。查《采矿工程设计手册》P2668表6-1-86（a），按规定二级围岩（6~8）巷道宽度大于6500，考虑交岔点承压较大，喷射混凝土设计厚度100，故支护厚度1=100。3主石门巷道施工设计3.1循环进尺的确定本次施工的巷道围岩比较稳定，坚固性系数6~8，且掘进面积大于11m3，考虑施工和经济因素，采用一次成巷的方法，掘进与永久支护平行作业方式，巷道施工中的掘进、永久支护、水沟掘砌三者同时进行。确定月循环进尺主要取决于炮眼深度和爆破效率，目前我国大多数煤矿仍使用气腿式凿岩机的情况下，炮眼深度为1.6~2.2m较为合理。初步确定炮眼深度在2.3m左右，则循环进尺：l≥其中：炮眼深度；L：计划月进度；N：每月实际用于掘进的天数，一般取30天；K：正规循环率。即每月实际用于掘进工作的天数与30天之比，一般取0.8~0.9；N：每日完成掘进循环数；：炮眼利用系数，一般要求大于0.8。循环进尺=炮眼深度×炮眼利用率，则循环进尺为2.4×0.9=2.16m。3.2掘进爆破施工工艺及参数设计3.2.1爆破器材的选择由于岩石坚固系数为6~8，岩石较硬，所以本次凿岩我们选用26型气腿式风动凿岩机，质量较轻为20，冲击频率为2000/次×，冲击功大于70，使用风压0.5，耗气量小于3.5m3min，使用水压0.2～0.3，推进方式160型，钻孔直径34～42，最大转深5使用炸药药卷直径为35mm的2号岩石硝铵炸药，根据设计经验，一般炮眼直径比药卷直径大6~8,所以，确定炮眼直径为40。《煤矿安全规程》第320条：在采掘工作面，必须使用煤矿许用瞬发电雷管或煤矿许用毫秒延期电雷管。使用煤矿许用毫秒延期电雷管时，最后一段的延期时间不得超过130。根据《煤矿安全规程》和巷道设计要求，选段毫秒延期雷管。3.2.2爆破参数的设计3.2.2.1炸药单耗的初选和炮孔数估算表3-1平硐、平巷炸药和雷管消耗定额根据上图平硐、平巷炸药和雷管消耗定额初选炸药单耗量为q=2.70kg炮眼数目取68式中q：单位炸药消耗量，kgmS：巷道掘进断面积，m2；（有前面计算得12.55m：每个药卷长度，m；（查炸药参数表得0.165）a：装药长度系数，即装药长度与炮眼长度之比，一般取0.5左右；P：每个药卷的质量，。3.2.2.2掏槽方式及掏槽孔布置根据岩石等级ƒ＝6～8，属中硬岩层，一般采用垂直楔形掏槽效果较好，所以掏槽方式为垂直楔形掏槽，掏槽眼深度为2.4m。掏槽眼装药系数为0.4～0.6，采用6个掏槽眼，两两对称地布置在巷道断面中央偏下位置，炮眼与工作面夹角75°，槽口宽1.6m，掏槽的排距为0.4m，各对掏槽眼在同一个水平面上，两眼底距离为200左右，眼深要比一般炮眼加深200。3.2.2.3周边孔的布置最小抵抗线W=式中K：炮眼密集数，一般为0.6~1.0，岩石坚硬时取大值，较软时取小值；E：周边眼间距，一般取0.4~0.6；W：最小抵抗线，即最外一圈辅助眼与周边眼的距离，m。采用光面爆破，炮眼直径35，采用垂直楔形掏槽，周边眼距外轮廓线100，炮眼深为2.4m。帮眼与顶眼的炮眼深度2.4m。底眼的眼深2.6m。3.2.2.4辅助孔布置辅助眼均匀分布在掏槽眼和周边眼的之间，炮眼深度为2.4m。3.2.2.5炮孔装药结构及装药量由《煤矿安全规程》低瓦斯矿井可采用反向装药，反向装药起爆后爆轰波有里向外传播，与岩石朝自由面运动方向一致，有利于反射拉伸波破碎岩石，同时起爆药包较远，爆炸气体时间上相对较迟从眼口冲出，爆炸能量能得到充分利用，因此能取得较好的爆破效果。所以本次炮眼的装药结构都采用反向装药。根据经验掏槽眼的装药系数一般为0.7～0.8，取0.7。掏槽眼深度为2.6m。掏槽孔装药结构采用反向装药,炸药卷大约每孔消耗2.6×0.7/0.165=11卷,约11×0.15=1.65。总炸药量1.65×6=9.9。根据经验周边眼中的帮眼和顶眼的装药系数为0.5～0.6取0.5，周边眼的装药结构采用反向装药，炸药卷大约每孔消耗2.4×0.5/0.165=8卷，约8×0.15=1.2。总炸药量1.2×21=25.2。底眼的装药系数为0.5～0.6取0.5，2.6×0.5/0.165=8卷，约8×0.15=1.2。总装药量1.2×10=12。根据经验辅助眼的装药系数为0.4～0.6，取0.4。辅助眼的装药结构采用反向装药，炸药卷大约每孔消耗2.4×0.4/0.165=6卷，约6×0.15=0.90。总炸药量0.90×31=27.9。3.2.2.6炸药单耗和炮孔数核算根据实际装药量9.9+30+10.8+25.2=75，进行设计时初选循环炸药消耗量2.7×12.55×2.4×0.9=73.19。两者基本相符，故初选的循环炸药消耗量与单位炸药消耗量较合适。在现实施工过程中，可根据实际爆破情况最终校定，最终选择实际设计的装药量和炮孔数目。3.3主石门巷道掘进通风3.3.1通风方式的选择已知矿井是低瓦斯矿井，主石门计算掘进高度H2=3795mm，主石门计算掘进断面面积S2据《煤炭安全规程》第一百二十八条规定，压入式局部通风机和启动装置，必须安装在进风巷道中，距掘进巷道回风口不得小于10m；全风压供给该处的风量必须大于局部通风机的吸入风量。通风机安置在有新鲜空气流通的洞口，风筒随着掘进距离增大而加长，当距离过长而风速达不到所需要求时，可在掘进巷道中添接通风机，使风速达到《煤矿安全规程》的要求。3.3.2掘进通风设备选择据《采矿工程设计手册》矿井风量计算按井下同时工作的最多人数人数计算Q=4N式中Q：所需风量；4：每人每分钟供风标准，m3N：井下同时工作的最多人数，设计每班掘进人数16人，16；4×16=64m按排除炮烟计算风量：2525×75.9=1897.5m式中Q：稀释炮眼时没爆破1炸药的供风量；A：一次爆破的最大炸药量。爆破设计中每次爆破最大炸药量75.9。按最低排尘风速计算风量：Q=60VS=60×0.15×12.55=112.95式中V：独头巷道要求的最低排尘风速，取0.15；S：掘进巷道的最大断面，设计掘进最大断面S=12.55m按炸药使用量计算Q=式中Aj：掘进面一次爆破所需炸药量。t：通风时间，25；b：每公斤炸药爆破后产生的量，b=0.1c：爆破后经过通风，允许工人进入工作面的浓度，0.02%。Q=综上因素应取最大风量：1518采用压入式通风，据《设计手册》选用直径600的柔性风筒，节长10m，壁厚1.2，风筒质量2.3kgm风筒断面0.238m2。依据《采矿工程设计手册》表8-3-4，选择62（28)型风机，其额定风量为3003.4主石门巷道装岩与调车3.4.1装岩设备选型配套巷道设计掘进宽度B1=3800mm，巷道设计掘进断面面积巷道设计掘进高度H1=3720mm，据《采矿工程设计手册》P591的装岩机的技术特征表和巷道的尺寸，选择30B型耙斗装岩机，其轮轨宽度600,每小时的生产能力是45~60m3.4.2调车工作根据巷道特点，采用菱形浮放道岔适用于双轨巷道两列机车可在两条轨道上交替装岩，大大提高装岩效率。为了调车方便，临时车场每月向前移动一次，一般距离工作面40m处。为提高生产率，采用—200型胶带输送机与30B型耙斗装岩机配合，提高装煤和装岩效率。3.5主石门巷道掘进辅助工作3.5.1压气供应和工作面排水方式据《煤矿安全规程》第一百二十八条规定：有瓦斯涌出的岩巷掘进通风方式应采用局部通风机压入式通风。故在主石门掘进工程中，局部通风机提供动力，通过风筒对掘进工作面进行压气供应，局部通风机位置距掘进巷道口回风10m以外的进风巷内，风筒距工作面的距离不大于5m，且在掘进工作面附近增设仪器监控，保证工作面CO2、、CH4、由于掘进的巷道有3‰的坡度，工作面产生的涌水可以通过已掘出的水沟进行排水。3.5.2掘支工序的时间及空间安排在巷道断面进行爆破后应立即进行临时支护，支护工序依次是打锚杆，喷射混凝土，加盖模板；道岔部分进行断面施工时，完成爆破后应立即架设临时梯形金属支架以维护顶板，以防止掘、砌之间巷道的顶、帮岩石跨落（临时支架采用梯形金属支架，使用的材料为18～24的钢轨，或16~20号工字钢制作，由两条腿一梁构成，支架间距一般为0.8～1.0m），然后按要求砌筑，在需要的地方还可以再喷射一层30～50厚度的混凝土。临时支护一般是在刚刚完成爆破后进行，因此一定要注意安全，临时支护必须按照《煤矿安全规程》进行，对围岩稳定性较差的部分，一定要用临时金属支架进行支护，而且在进行支护之前，一定要先检查巷道顶板，人工排除存在安全隐患的顶板岩石垮落。3.5.3轨道及管路（压风管、水管、风筒）接长的时间安排轨道的连接随着掘进工作面的推进而增加，与打眼同步进行；管路（压风管、水管、风筒）的接长与装岩、转运、支护同时进行。注意风筒接长时不能停风，风筒口到工作面距离应该不能超过5米。3.5.4掘进测量工作掘进测量采用低精度经纬仪、测角仪、皮尺等进行测量。其测量的主要内容有：掘进面的长度和高度、进度、巷道坡度、水沟坡度等。掘进测量随着掘进的进行而同步展开，用激光指向仪定向，中线为巷道断面正中心，用经纬仪确定巷道坡度,在掘进工作进行中，每前进10m就应作一次延伸测量，确保巷道的平直。水沟的坡度采用现代传感器为核心的坡度测试仪进行测量。每次炮眼的孔应该按照设计的位置进行测量定位。其中测量工作面长度和进度的相对精度按照《煤炭安全规程》规定不超过12003.6主石门巷道掘进循环图表的编制3.6.1施工作业方式和循环方式作业方式主石门设计掘进断面面积为12.55m2，服务年限较长，围岩较稳定（6~8）,且断面形状是直墙拱形，掘进面岩石结构差异较小，宜采用全断面施工法。掘进面一次钻眼，一次爆破，一次成巷，利用爆破后的矸石堆作为打上部眼和拱顶锚杆眼及安装锚杆的工作台的掘进方法。巷道采用锚喷支护，采用先掘进,打拱顶锚杆眼及安装锚杆，再向锚帮喷一次40混凝土的方式，再向前掘进约20m后，再对该处进行第2次锚喷40混凝土的两掘进一锚喷的方式。进行巷道道岔施工作业时，先以全断面由主巷向支巷方向掘砌，至断面较大处，改用以小断面向前掘进，架设棚式临时支架维护顶板，掘过柱墩端面2m，先将此2循环方式为了便于工序间的衔接，易于施工管理，实现正规循环作业，在考虑岩巷断面面积，掘进设备和掘进技术等综合因素后，采用“四六”工作制单循环方式进行作业，每个班完成一个循环。3.6.2循环进尺的确定巷道掘进采用26型气腿式风动凿岩机打眼，通过爆破相关计算，由炮眼深度2.3m和爆破效率0.90确定循环进尺为2.07m。3.6.3各工序和循环时间的确定T=式中T：掘进一个循环所需要的总时间；T1：交接班时间，20T2：装岩时间，Φ：钻眼工作单行作业系数，取0.3-0.6；t1：钻上部眼时间，t2：钻下部眼时间，T3：装药联线时间，T4：放炮通风时间，取20装药联线时间T3：T式中N：工作面炮眼总个数，按实际布置数经最后验算代入约为69个。T：一个炮眼装药所需时间，取20。A：在工作面同时装药的小组数，对于装药人员要符合《煤矿安全规程》的规定，取1组。钻眼时间：t式中l：炮眼平均深度，2.4m；v：凿岩机的实际平均钻速，450mmm：同时工作的凿岩机台数，取4台。装岩时间：T式中S：巷道掘进断面积，12.55η：炮眼利用率（一般为0.8～0.9），取0.9。n：工作面同时工作的装岩机台数，2台。p：装岩机实际生产率（指实体岩石），计算取50m3h，根据现场实际经验，装岩机实际生产率（实体）约为铭牌生产率的30～40%，对于不便计算p在实际工作中，为了防止难以预见的工序延长，应考虑留有10%的备用时间，故循环时间：T=1.1=1.1×3.6.4循环图表编制根据以上的计算及初步确定的数据，编制循环图表，采用“四六”工作制单循环方式进行作业，每个班完成一个循环。3.7安全技术措施尽管该矿井为低瓦斯矿井，出于安全考虑，还是要保证通风机的正常运转，保证工作面有足够的新鲜空气，另一方面要要求施工人员遵守《煤矿安全规程》相关规定。总工程师负责“一通三防”的安排，必须保证通风设备、仪器仪表、检测监控、瓦斯抽放、火灾防治、综合防尘、防突及通风改造方面的完好以及风筒完好而没有漏风现象。临时支护一般是在刚刚完成爆破后进行，因此一定要注意安全，临时支护必须按照《煤矿安全规程》进行，对围岩稳定性较差的部分，一定要用临时金属支架进行支护，而且在进行支护之前，一定要先检查巷道顶板，人工排除存在安全隐患的顶板岩石垮落。4主要技术经济指标4.1主要技术指标直流架线式电机车10-6/250；1.5t固定车厢式式矿车1.7-6A；螺纹钢树脂锚杆；单开道岔630/5/15；303钢筋混凝土轨枕；凿岩机：气腿式26；通风机：62（28)型风机；风筒：直径600的柔性风筒；4.2主要经济指标1）主石门巷道掘进工程量及材料消耗量每米巷道拱与墙计算掘进体积：V1每米巷道墙脚计算掘进体积：V1每米巷道拱与墙喷材料消耗：V2每米巷道墙脚喷射材料消耗：V4每米巷道喷射材料消耗（不包括损失）：V=V每米巷道锚杆消耗为N=式中P1—计算锚杆消耗周长，P1a，a'—锚杆间距、排距，a=得N=折合重量为：G=14.75×式中 l—锚杆长度，l=2.0m d—锚杆直径，d=20mm ρ—锚杆材料密度，ρ=由