华丰煤矿-1100下山快速掘进及巷道支护设计.doc

土木工程与建筑学院课 程 设 计 说 明 书课程名称： 井巷设计与施工 设计题目：华丰煤矿-1100下山快速掘进及巷道支护设计专业(方向)： 矿井建设 班级 2012 级 设 计 人： 指导教师： 山东科技大学土木工程与建筑学院 2015年 7月 10日指导教师对课程设计评语 指导教师（签章）： 日期： 年 月 日22目 录1 华丰煤矿概况 11.1华丰煤矿地理位置及交通条件1.2华丰煤矿地质条件及气候特征2 -1100水平巷道概况 2.1 巷道地质概况 2.2 煤(岩)层赋存特征3 生产系统概况3.1通风系统3.2压风系统3.3 防尘系统3.4防灭火系统3.5安全监测系统3.6供电系统3.7 排水系统3.8 运输系统3.9通迅系统4 确定巷道净断面尺寸4.1选择巷道断面形状4.2巷道断面尺寸计算325.爆破技术影响因素分析 5.1. 70下山断面5.2 240下山断面 附图1 车场及7下山断面炮眼布置图附图2 24下山断面炮眼布置图附图3 车场及7下山断面巷道支护设计图附图4 24下山断面支护设计图巷道支护设计图华丰煤矿-1100下山快速掘进及巷道支护设计1.华丰煤矿及巷道施工概况华丰煤矿是一个年产原煤百万吨的特级质量标准化、现代化企业。位于五岳独尊的泰山和圣人故都曲阜之间，临近京沪铁路、京福高速公路，交通便利。 1958年改扩建，目前生产能力130万吨，现有员工12000人。华丰煤矿下属两大集团三大公司：一个年产450万吨的国家级企业泰山水泥集团和一个下属33个独立法人企业的清大集团；一处跨省开采的矿业公司(安徽宿州矿业公司)，三处合计装机容量14mw的电力公司和一处产业化发展、企业化经营的长城物业公司，一座年产30万吨的石膏矿。经营范围涉及煤炭、电力、建材、养殖、金融等20多个行业，8个过亿元投资规模企业；经营区域跨越两省三市多县运营，初步发展成为一个跨行业、跨区域、多种所有制结构并存、多元化发展的现代化的综合性企业，2004年实现销售收入13.4亿元，利税完成3.5亿元。华丰煤矿煤炭储量丰富，可采储量在30年以上，开采深度达到海拔1200米，采掘工艺使用综放、综采及综掘技术，安全监测、主运、主排、供电、洗选等辅助系统实现行自动化。煤炭品种为优质气肥煤，发热量在21.8兆焦以上，拥有自主品牌的“双八”精煤(灰分小于8%，硫分小于0.8%)是十分理想的工业、化工、发电和动力燃料，享誉华东地区，远销台湾、日本、韩国、东亚和东南亚地区 。1.1华丰煤矿地理位置及交通条件华丰煤矿位于山东省泰安市宁阳县华丰镇。地理座标为东经11308411131516，北纬372334373942，北依泰山，南邻曲阜，西界为京沪铁路，地处丘陵和平原地带，地势南高北低。南北20km，东西最大长约8.5km。南部有三条东西向山脉，有河流柴汶河、故城河。华丰煤矿地理位置优越北距泰安市区32km，西距宁阳县城35.2km，南距曲阜市区38.4km。京福高速公路、京沪高速公路这两条国家干线穿境而过，其中距离京福高速公路宁阳出口仅6.7km，距离京沪高速公路新泰出口37.1km。京沪铁路穿境而过。这也就为煤炭的外运提供了得天独厚的交通条件。1.2华丰煤矿地质条件及气候特征华丰煤矿位于沮来山和蒙山两大分水岭之间，地形特点属山间凹地，脊峰标高+ 750m，凹地标高+ 117m。凹地内南高北低，井田中央第三系砾。岩构成低缓平坦的丘陵，其标高在+130m左右。华丰井田总体为ne 倾伏的簸箕状向斜构造，中部地层走向290310o，至东翼渐变为3060o，西翼则变为340360o，中部地层走向较为稳定，两翼地层急剧转弯，显示出簸箕状。区内出露地层有：泰山群，厚度不详；寒武灰岩，厚约700m；奥陶灰岩，厚约800m；石炭系含煤地层，局部出露，厚约240m；第三系砾岩，厚0775m；第四系粘土层，厚07.5m。矿区主要生产矿井布置在向斜东翼，主采煤层为石炭二迭系4 煤、6 煤等。故城河从矿区东部穿过，流向大致垂直地层走向，河道宽3050m，河谷最低标高为110m，为一季节性河流，夏秋季有水，冬春干枯。最大流量为1.9106m3 / h，洪水宽达285m，最高洪水位发生在1900年，标高达119.9m。华丰煤矿原设计能力60万t，改扩建后产量提高到90万t，最高年产量130万t，投产35年共采出原煤1921.4万t。目前华丰煤矿已结束两个生产水平，第3水平(-450m)为生产水平，第4水平(-750m)为延伸水平，并已开采4层煤、6层煤两层煤。华丰煤矿浅部由于4层煤被剥蚀，主采煤层6层煤厚仅1.1m，开采引起的地面沉陷问题并不突出。随着矿井开采深度的增加，6m 厚的4层煤变为主要的开采煤层，同时由于上覆砾岩厚度较大，岩层坚硬，与下覆岩层岩性差异大，而表土层薄，仅2.0m，地表除产生明显的移动外，还出现了严重的斑裂现象。经岩移观测发现，地表移动变形具有两个明显的特点：(1)地表活动时间长由于4层煤以上煤系地层保存较少，煤系之上为厚层状、硬度较大、完整性较好的巨厚第三系砾岩，当煤层采过后，因上覆岩层在岩性上有较大的差异，造成不同步下沉，砾岩下沉滞后，致使地表活动时间较长，如2406e工作面结束9个月后，所测地表下沉速度仍是1.5mm/d。(2)地表出现斑裂由于第四纪表土层沉积较薄(07.5m)，当煤层采过后，地表除下沉外，还出现严重的斑裂。地表斑裂方向大致与砾岩走向平行而与煤层走向有一定差异，在一采区上方表现最为明显，约比煤层走向大1015o，其方位约为100105o，沿走向大致连续。斑裂多沿砾岩弱面裂开，裂缝的宽度03m不等，深不见底，且上宽下窄，也有将砾岩直接裂开的，其宽度一般0.20.3m。在一采区上方，距1405下平巷地面投影位置往北已出现8条裂缝，其裂缝之间的间距为6080m。地表下沉及斑裂已严重损害农田，尤其是1406面采后的地表活动范围已波及南良父村南面的民房，尽管只有很轻微的下沉，但和地表表土层下沉相迭加，使这部分房屋的下沉加剧，裂缝增多加宽。华丰煤田早在春秋战国时期就被发现并有利用的记载，以后各朝均有不同规模的利用、开采，到明末清初小矿井星罗棋布，日本侵华时期进行了一定规模的调查和开采，其开采下限达-75m(局部到- 150m水平)。几乎所有可采煤层(11，12，13，15，16层煤)的浅部均被开采，其规模大小不等，但相互之间多已联通。据1955年调查，由于古井开采引起地面沉陷，在北故城和西故城一带形成500多平方米的洼地，沉降引起的裂缝长达5000余米，宽度为0.22m，在裂缝两侧形成了710m宽的破碎带。破碎带穿过故城河，可能对矿井充水构成严重威胁。在四号井西部开采11层煤时，地面上形成宽0.5m 左右的裂缝，雨季裂缝涌水，矿井内涌水量增大60m3 / h 左右。目前在矿区内有冬庄乡煤矿、灵山乡煤矿和华丰镇煤矿，另外还有38个小煤窑，大部分为个体经营。由于上述各矿井的生产，在地面形成沉降裂缝和积水洼地，使地表水大量进入地下。目前，随着矿井开采深度的增加，人为采动将造成农田大面积下沉，形成负地形；矿区周围的古井以及小煤矿的生产也在地面造成洼地和裂缝。负地形和洼地积水会导致农田沼泽化，而斑裂和沉降裂缝的存在既能造成水力灌溉水无法正常浇灌农田，又能使水利工程被毁坏。矿区内浅部煤层已大量采空，彼此连通一体；废弃小井有的已经塌陷，形成断水和积水坑，导致地表水和大气降水流入地下，矿井涌水量增加。本区发育3个侵蚀阶段，表明第四纪时期地壳曾3次抬升；目前在柴汶河及故城河的河床内，均有基岩裸露，显示地壳正在抬升，地壳抬升将导致故城河侵蚀作用加强，对河底破坏加剧。故城河下防水煤柱受到地方小煤井的开采破坏，有可能造成河水溃入井下。1.3-1100水平巷道概况1.3.1巷道地质概况该课题涉及巷道自六水平矸石井车场原停头处开门，六水平矸石井下山设计长度191.77m，车场设计长度50.7 m(已掘15m)。表：地面相对位置及邻近采区开采情况水平名称六水平采区名称一采区地面标高(m)+108+115m井下标高(m)-1100m地面相对位置及建筑物该巷道地面投影对应小河西村村南农田，无重点保护建筑物，掘进时对地面无影响。井下位置及掘进对地面设施的影响该巷道位于-1100m水平。上1610、1611采煤工作面已开采区，下为未开采区。邻近采区开采情况本区相邻的采区尚未开拓。走 向5658倾 向304302长 度227.5m根据1611、1612采煤工作面实际揭露，本区地质构造简单，无大中型断层，煤层走向为5658之间，煤岩层倾角为3233，平均32。该区水文地质条件简单，本施工段附近有一弱含水层石灰岩即二灰，巷道遇小断层及裂隙发育地段，顶板有可能出现滴水、淋水，但对生产无威胁。1.3.2 煤(岩)层赋存特征六水平车场开门口位于煤8的底板，巷道为穿层掘进，掘进过程中会揭露煤8至煤11之间的煤岩层。主要标志层为二灰及煤9、煤10、煤11。煤8(1)：厚约0.3米，以半暗煤为主；顶板为灰白色中砂岩，厚约6.0米，钙泥质胶结，层理发育；底板为灰黑色粉砂岩，厚7.5米，钙泥质胶结厚层状，遇水易风化松软，硬度5.0。煤8(2)：厚约0.2米，以半暗煤为主；顶板为灰白色中砂岩，厚约7.5米，钙泥质胶结厚层状，遇水易风化松软，硬度5.0；底板为灰黑色粉砂岩，厚约9.4米，层理发育，钙泥质胶结，硬度3.5。二灰及煤9：煤9厚约0.2米，顶板为二灰厚约1.5米，灰色，厚层状，含泥质，质硬，贝壳状断口；直接底板为灰黑色粉砂岩，厚约2.2米，层理发育，钙泥质胶结，硬度3.0；老底为灰白色粗砂岩，厚约4米，厚层状，层理发育。煤10：以半暗煤为主，厚约0.3米；顶板为泥灰岩。厚约0.5米，厚层状，含泥质，质硬，贝壳状断口；底板为灰白色中细砂岩，厚约10米，厚层状，层理不发育，泥质胶结。煤11：厚约1.6m，以半亮煤为主，夹暗煤及丝炭条带，块状及片状为主。半亮型，夹矸为棕褐色铝矾土，厚约0.10.3m左右,性脆遇水即碎；基本顶为10m以上的厚层状中细砂岩，灰白色，坚硬，稳固；直接顶为8.7m粉砂岩，性脆，较好管理，局部夹细砂岩薄层或泥质透镜体；底板一般为较坚硬的泥灰岩(三灰)，厚约1.4m，灰色，块状，质不纯，不发育；老底为粉砂岩，厚约5.6m，灰黑色，均质，中厚层状。图：煤岩层柱状图2. 生产系统概况2.1通风系统施工过程中，采用2bkj.no5.6型对旋式风机压入式通风，采用双风机双电源且能自动切换，风筒口末端距迎头不大于10m，迎头有效风量不低于233mmin。最长供风距离700m。2.1.1、掘进工作面风量计算 每个独立通风的掘进工作面实际需要的风量，应按瓦斯涌出量、人数、风速等规定分别进行计算，取其中最大数值作为工作面迎头的需要风量。（1）按瓦斯涌出量计算q掘 = 100q瓦掘k掘通(m3/min)式中：q掘 掘进工作面实际需要的风量(m3/mim)；q瓦掘 掘进工作面的瓦斯绝对涌出量(m3/mim)，取0.15 m3/mim；k掘通 掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取k掘通 = 2.0。q掘 = 1000.152.0 =30(m3/min)(2)按人数计算q掘 = 4n(m3/min)式中：n 掘进工作面同时工作的最多人数，取12人。q掘 = 412=48 (m3/min)(3)按最低风速验算掘进工作面的最低风量q岩掘9s岩掘 (m3/min)式中：s岩掘 矸石井车场的断面积，25.83m2 (断面1-1、2-2中取面积较大的) q岩掘 925.83=232.47(m3/min)，取233m3/min。(4)按炸药量计算q掘 = 10a = 1027.9(m3/min)= 279(m3/min)(5)风量验算c=q /q = 0.22330.085%1%掘进工作面回风流中的瓦斯不超过0.8%、二氧化碳浓度不超过1.5%，其它有害气体符合煤矿安全规程第100条的规定。通过以上计算及验算，工作面需风量为233 m3/min，选择211kw对旋式2bkjno.5.6型局部通风机，可满足掘进工作面的风量要求，并符合有关规定。迎头炮后1520分钟，待炮烟吹尽后，人员方可进入迎头施工。2.1.2、局通风机安装地点和通风系统(1)局部通风机安装地点风机及开关安设在-1100m矸石井进车线顶板完好处。(2)通风系统新风由-1100m五水平矸石井供给，乏风由-1100m东大巷进入管子井，然后进入一采回风上山。2.2压风系统3.2.1、压风系统风源来自-750压风机房。-750压风机房-750m水平运输大巷-1100m水平辅助上山-1100m运输大巷掘进工作面。3.2.2、供风要求迎头有效风量不低于8.7m3min，有效风压不低于0.5mpa。2.3 防尘系统防尘水源来自-455软化水站，自-455软化水站经-450-750三采副上山、-750西运输大巷、-1100m水平辅助上山、-1100m运输大巷，分别用6寸、4寸钢管接至迎头，每50m设三通一个。迎头外设3道喷雾，在迎头外510m内安设炮区喷雾，迎头30m范围设一道微震水幕。喷浆机后方同侧35m内设除尘风机。掘进迎头50m范围内设一道能封闭全断面的手动水幕。采用湿式打眼，定炮使用水炮泥，爆破喷雾、扒装洒水，冲刷岩帮，净化风流等综合防尘措施。在开门点以东2030m设一道净化水幕。防尘系统流程如下：自-455软化水站-450-750三采副下山-750西大巷-1100m水平辅助上山风钻钻眼巷道内水幕-1100m运输大巷迎头扒装洒水装水炮泥水针冲刷岩帮水管2.4防灭火掘进时，采用风钻打眼，锚网喷支护，爆破喷雾防尘，防火的重点是设备、机械摩擦生热、缆线和人为火灾。料场内有备用的沙子、岩粉直接灭火。控制风流、调节风流控制火势蔓延。防火水源来自-455软化水站，自-455软化水站经-450-750三采副上山、-750西运输大巷、-1100m水平辅助上山、-1100m运输大巷，分别用6寸、4寸钢管接至迎头。防火系统流程如下：自-455软化水站-450-750三采副上山-750m水平运输大巷-1100m水平辅助上山-1100m运输大巷掘进工作面迎头。2.5安全监测系统3.5.1、项目部经理、技术员下井时必须携带便携式甲烷报警仪，对其行走范围内的甲烷进行不间断的监测，如有报警现象(甲烷报警点为1%)必须进行处理。3.5.2、爆破工下井担任爆破工作时，必须携带便携式甲烷报警仪，在爆破地点每次爆破时进行“一炮三检”工作，并做好记录，上井后由发放人员填制“一炮三检”报表。3.5.3、当班的班组长和放炮员下井时必须携带便携式甲烷报警仪。3.5.4、机电流动电钳工下井担负机电维修工作时，必须携带便携式甲烷报警仪，在检修工作地点20m范围内检查甲烷气体浓度，有报警现象时，不得通电或检修。3.5.5、掘工作面必须配备便携式瓦斯报警仪，掘进工作面悬挂在工作面风筒的另一侧距迎头5m范围内，并处于常开状态。3.5.6、便携式瓦斯报警仪每7天必须使用标准气样和空气样标校1次。3.5.7、掘进工作面甲烷传感器t1安设在距迎头不大于5m的巷道内，t2安设在距开门口10-15m的巷道内。其报警浓度为0.8%的ch4，断电浓度为0.8%的ch4，复电浓度为小于0.8%的ch4，断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电器设备。3.5.8、甲烷传感器应布置在巷道的上方，垂直悬挂，距顶板不得大于300mm，距巷帮不得小于200mm。2.6供电系统该迎头掘进施工中，电源来自-1100m移变站，供电方式为集中供电，经kbz-350开关橡胶电缆接至kbz-200开关，再用不同平方电缆，经过综合保护开关，供给迎头各机械设备。电缆悬挂要整齐，电缆吊挂眼高度在中腰线以上8001000mm，并拉线打眼，达到平直，深度150mm，间距1m1.5m，电缆垂度不超过5mm。配电点设置在距迎头100m以外的安全地点，必须采用风电闭锁检漏继电器等设备。2.7 排水系统根据地测部门提供的地质说明书，该巷道水文地质条件简单，该区附近存在一个较弱含水层一灰，根据相邻-1100m巷道资料，一灰含水性相对较弱，根据实际揭露，巷道遇小断层及裂隙发育地段顶板有可能出现滴水、淋水，预计最大涌水量为0.1m3/分，不会给生产造成威胁。施工过程中，主要是湿式打眼及防尘用水。施工期间保证六水平矸石井车场通道及-1100大巷至-1100内水仓水沟畅通。迎头积水(风泵)下山临时水仓(潜水泵)六水平矸石井车场水沟六水平矸石井车场临时水仓管路-1100大巷水沟-1100水仓。2.8 运输系统3.8.1、概况说明迎头采用一吨标准矿车装运矸石。采用cdxt5.0t电瓶车运输，一次拉车个数不超过12个。下山段采用55kw绞车提升运输。3.8.2、运输系统空车及料车路线：空车由地面主井-210矸石井-750m水平运输大巷-1100m水平矸石井-1100m运输大巷掘进工作面迎头。重车由迎头-1100m运输大巷-1100m水平矸石井-750m水平运输大巷-210m矸石井主井地面2.9通迅系统本掘进工作面距离迎头最长距离不超过100m安设的电话，能够直接和矸石井绞车房、井口及运输调度室、采区变电所、水泵房、井下主要水泵房、井下中央变电所、矿井地面变电所和地面通风机房、矿调度室相互直接联系。3. 确定巷道净断面尺寸3.1选择巷道断面形状根据设计要求，矿井南翼双轨运输大巷巷道断面形状为半圆拱形。3.2巷道断面尺寸计算 主要运输巷道的断面尺寸，既要保证各种机械、器材或运输设备在巷道中畅通无阻，又要满足煤矿安全规程规定的人行道宽度与各种安全间隙以及通过巷道的风量、风速要求。3.2.1 70下山断面(1)巷道净宽度的确定：根据净宽度的确定方法：b=a+2a1+c+t 式中：b拱形巷道净宽度，系指直墙内侧的水平距离，m；a非人行道侧的宽度，取a=0.4m； a1运输设备的最大宽度，查表得：a1=1.26m； c人行道的宽度，取c=1.2m；t在双轨运输巷道中，两列对开列车最突出部分之间的距离；取t=0.8m； 计算得：b=0.4+2*1.26+1.2+0.8=4.92m；(2) 巷道净高度的确定： 巷道净高自道碴面至拱顶内缘或锚杆露出长度末端的垂直高度。 h=h0 +h3 -hb式中： h拱形巷道的净高，m； h0拱形巷道的拱高，m，半圆拱为b/2，切圆拱，三心拱为b/3； h3拱形巷道的墙高，m，自巷道底板至拱基线的垂直距离； hb巷道内道碴高度，m，按表取值，一般为0.18m，0.20m。 根据已经计算出来的巷道的净宽度b，可以计算出拱形巷道的拱高h0。已知条件b=4.92m，则h0=b/2=2.46m;墙高h3 的确定：按架线电机车导电弓要求计算 h3 h4 + hc - h4 从轨面起电机车架线高度，取h4 =2.200m ； hc 道床总高度，查表1-4，运输方式及设备为8t的电机车，矿车容积为1t，则轨距为0.6m，钢轨型号为18 kg/m；根据表1-6，确定hc =0.320m，道砟高度hb=0.180m； r半圆拱形巷道半径，r=2.46m； n电机车导电弓顶端两切线交点处与巷道拱璧间的最小安全间距，取n=0.3m； k导电弓宽度之半，取 k=0.36m； b1，b2 轨道中心线与巷道中心线间距，b1=1.43m； b2 =0.63m；计算得h3 =1.32；所以取h3 =3.0m。按管道的架设高度要求计算 按导电弓 (双轨) h3 h5 + h7 +hb- h5从道碴面起管道悬吊高度，取值为1.8m； h7管道悬吊件总高，采用锚杆悬吊，取值为0.9m； m导电弓距管道安全间隙，取值为0.3m； d管道接头处最大直径，d=0.315m； hb=0.18m，r=2.46m，k=0.36m，b2=0.63m；计算得h3=0.89m；所以取h3 =3.0m; 按电机车 (双轨) h3h5+h7+hb-h5=1.8 m, h7 =0.9m,hb=0.18m,a1=1.260m,r=2.46m；m1电机车与管道间的安全间距，取m1=0.2m；d=0.315mm，b2=0.63m；计算得h3=1.02m；所以取h3 =3.0m;按人行高度要求计算按1.8m人行高度要求计算 h3 1.8+hb- hb=0.18m，r=2.46m； j巷道有效净高不小于1.8m处到墙的水平距离，取j=0.2m；计算得h3=1.00m；所以取h3 =3.0m；按1.6m高度人行宽度要求计算（双轨） h3 1.6 + hb- hb=0.18m，r=2.46m，a1=1.26m，b2 =0.63m； c，当运输设备上缘进入巷道拱部范围内时，设备上缘到拱壁间的距离，c，0.8m，取值为0.8m； 计算得h3=0.43m；所以取h3 =3.0m;按设备上缘到拱璧最小安全间距计算 人行侧（双轨） h3 h + hc- h从轨面起车辆的高度，h=1.55m； hc 底板至轨面的高度，hc=0.32m； r=2.46m，c，=0.8m，a1=1.26m，b2 =0.63m； 计算得h3=0.525m；所以取h3 =3.0m； 非人行侧 h3 h + hc- h=1.55m，hc =0.32m，r=2.46m ，a1=1.260m ，b1=1.43m； a，当运输设备上缘进入巷道拱部范围时，设备上缘到拱壁间的距离，a，0.2m，取a，=0.2m； 计算得h3=0.89m；所以取h3 =3.0m；综上计算，根据巷道净断面积为23.21m2的要求，取 h3 =3.0mm.所以巷道掘进断面积为s=b*（0.39b+h2）=23.315m2 3.2.2 240下山断面：(1)巷道净宽度的确定根据净宽度的确定方法：b=a+2a1+c+t 式中：b拱形巷道净宽度，系指直墙内侧的水平距离，ma非人行道侧的宽度，取a=0.5m a1运输设备的最大宽度，查表得：a1=1.26m c人行道的宽度，取c=1.2mt在双轨运输巷道中，两列对开列车最突出部分之间的距离；取t=0.8m ；计算得：b=0.5+2*1.26+1.2+0.8=5.02m 根据净高度的确定方法：h=h0+h3-hb(1)拱高h0的确定: 半圆拱高h0拱的半径r均为巷道净宽的1/2，即 h0=r=b/2=2.51m(2)墙高h3 的确定按架线电机车导电弓要求计算 h3 h4 + hc - h4 从轨面起电机车架线高度，取h4 =2.20m ； hc 道床总高度，查表1-4，运输方式及设备为8t的电机车，矿车容积为1t，则轨距为0.60m，钢轨型号为18 kg/m；根据表1-6，确定hc =0.320m，道砟高度hb=0.18m； r半圆拱形巷道半径，r=2.51m； n电机车导电弓顶端两切线交点处与巷道拱璧间的最小安全间距，取n=0.30m； k导电弓宽度之半，取 k=0.36m； b1，b2 轨道中心线与巷道中心线间距，b1=1.38m b2 =0.68m；计算得h3 =1.16m；所以取h3 =1.6m。按管道的架设高度要求计算 按导电弓 (双轨) h3 h5 + h7 +hb- h5从道碴面起管道悬吊高度，取值为1.800m； h7管道悬吊件总高，采用锚杆悬吊，取值为0.90m； m导电弓距管道安全间隙，取值为0.30m； d管道接头处最大直径，d=0.315m； hb=0.180m，r=2.51m，k=0.360m，b2=0.68m；计算得h3=0.86m；所以取h3 =1.64m； 按电机车 (双轨) h3h5+h7+hb-h5=1.8m, h7 =0.90m,hb=0.180m,a1=1.260m,r=2.51m；m1电机车与管道间的安全间距，取m1=0.20m；d=0.315m，b2=0.68m;计算得h3=1.1m；所以取h3 =1.6m;按人行高度要求计算按1.8m人行高度要求计算 h3 1.8+hb- hb=0.18m，r=2.51m； j巷道有效净高不小于1.80m处到墙的水平距离，取j=0.20m计算得h3=1.0m；所以取h3 =1.6m；按1.6m高度人行宽度要求计算（双轨） h3 1.6 + hb- hb=0.18m，r=2.51m，a1=1.26m，b2 =0.68m； c，当运输设备上缘进入巷道拱部范围内时，设备上缘到拱壁间的距离，c，0.8m，取值为0.80m； 计算得h3=0.42m；所以取h3 =1.6m；按设备上缘到拱璧最小安全间距计算 人行侧（双轨） h3 h + hc- h从轨面起车辆的高度，h=1.550m； hc 底板至轨面的高度，hc=0.320m； r=2.51m，c，=0.80m，a1=1.260m，b2 =0.68m； 计算得h3=0.51m；所以取h3 =1.6m； 非人行侧 h3 h + hc- h=1.550m，hc =0.32m，r=2.51m ，a1=1.260m ，b1=1.38m； a，当运输设备上缘进入巷道拱部范围时，设备上缘到拱壁间的距离，a，0.200m，取a，=0.200m； 计算得h3=0.68m；所以取h3 =1.6m；综上计算，根据巷道净断面积为16.93m2的要求，取 h3 =1.60m；所以巷道掘进断面积为s=b*（0.39b+h2）=16.96m24.爆破技术影响因素分析光面爆破的优点窗体顶端 （1）隧道围岩不产生或很少产生炮震裂缝，保持了围岩完整性，从而增大了围岩自身的承载能力，这为采用锚喷支护创造了有利的条件。光面爆破技术和锚喷技术相结合，进一步增强了锚喷支护的作用，特别是在松软岩层中更能显示这一特点。（2）在裂隙发育的地层中，避免裂隙扩大和产生新的裂缝，提高了围岩的稳定性，能基本清除落石伤人事故，为快速施工提供了有利条件。（3）隧道成型规整，极大地减少了掘进超挖数量和出碴工作量，加快了掘进速度，节省了衬砌材料，提高了施工进度。（4）由于隧道成型规整，凹凸很少，除增强隧道本身稳定性外，也减少了隧道的维护量，在有瓦斯的隧道则不易于产生瓦斯局部聚集。4.1.3 光面爆破的质量标准光面一般应达到三条标准：岩石上具有均匀眼痕的周边眼数不应小于其总数的50%；超挖尺寸不得大于150mm，欠挖不得超过质量标准规定；岩石上不应有明显的爆震裂缝。4.1.4 光面爆破的施工工艺窗体底端4.2. 70下山断面：4.2.1 确定炮眼深度l=2.2ml炮眼深度，ml月计划进度，150mn每月用于掘进作业的天数，30天n每天完成计划循环数，3次1正规循环率，计算取0.90 2炮眼利用率，计算取0.854.2.2 确定炮眼数目f=4-6，巷道断面20m2q=1.30kg/m3n=73.6(个）n=3.3=46（个）4.2.3 选择掏槽方式和布置掏槽眼综合各方面因素考虑，采用直眼掏槽槽，光面爆破，选用25mm药卷，炮孔直径为33mm，炮眼深度为2.2m。总共设置四个掏槽眼和三个空眼，采用螺旋掏槽的布置方式，布置见炮眼排列布置图。4.3.4确定周边眼距；选用25mm药卷，炮孔直径为33mm，炮眼深度为2.0m，周边眼眼距为0.4m，光爆层厚度为0.7m，其布置见炮眼布置排列图。4.3.5 布置辅助眼和底眼； 辅助眼：选用32mm药卷，炮孔直径为40mm，炮眼深度为2.0m，底眼：选用32mm药卷，炮孔直径为40mm，炮眼深度为2.1m4.3.6从掏槽眼起按顺序编号1-7为掏槽眼，8-43为辅助眼，44-79为周边眼。4.3.7分配各种炮眼药量，再验算炸药消耗量中间眼：1号掏槽眼为空眼，不装药。掏槽眼：1-7号掏槽眼，其中1，3，5为空眼，不需要装药；2，4，6，7，取装药系数取0.85，0.852.2=1.87m，1.870.2=9.35，约9个药卷，装药量为90.14=3.6kg辅助眼：8-43号为辅助眼，装药系数取0.7，装药长度0.72.0=1.4m1.40.2=7，取7个药卷，则装药量为70.136=25.2kg顶帮眼：装药系数取0.6，装药长度0.62.0=1.2m，1.22=6个，取6个药卷，装药量60.128=16.8kg底眼：装药系数为0.7，装药长度为2.10.7=1.47m，1.470.2=7.35，取7个药卷，装药量为70.18=5.6kg验算单位炸药消耗量：q=1.23/m3与设计值q=1.30kg/m3相接近。4.3 240下山断面:4.3.1 确定炮眼深度l=2.2ml炮眼深度，ml月计划进度，150mn每月用于掘进作业的天数，30天n每天完成计划循环数，3次1正规循环率，计算取0.92炮眼利用率，计算取0.854.3.2 确定炮眼数目f=4-6，巷道断面20m2q=1.30kg/m3n=54(个）n=3.3=37（个）4.3.3 选择掏槽方式和布置掏槽眼综合各方面因素考虑，采用直眼掏槽槽，光面爆破，选用25mm药卷，炮孔直径为33mm，炮眼深度为2.2m。总共设置四个掏槽眼和三个空眼，采用螺旋掏槽的布置方式，布置见炮眼排列布置图。4.3.4确定周边眼距，布置顶帮眼选用25mm药卷，炮孔直径为33mm，炮眼深度为2.0m，周边眼眼距为0.4m，光爆层厚度为0.7m，其布置见炮眼布置排列图。4.3.5 布置辅助眼和底眼； 辅助眼：选用32mm药卷，炮孔直径为40mm，炮眼深度为2.0m，底眼：选用32mm药卷，炮孔直径为40mm，炮眼深度为2.1m,眼距及光爆层布置排列如图。4.3.6从掏槽眼起按顺序编号1-7为掏槽眼，8-33为辅助眼，34-63为周边眼。4.3.7分配各种炮眼药量，再验算炸药消耗量中间眼：1号掏槽眼为空眼，不装药。掏槽眼：1-7号掏槽眼，其中1，3，5为空眼，不需要装药；2，4，6，7，取装药系数取0.85，0.852.2=1.87m，1.870.2=9.35，约9个药卷，装药量为90.14=3.6kg辅助眼：8-33号为辅助眼，装药系数取0.7，装药长度0.72.0=1.4m1.40.2=7，取7个药卷，则装药量为70.126=18.2kg顶帮眼：装药系数取0.6，装药长度0.62.0=1.2m，1.22=6个，取6个药卷，装药量60.121=12.6kg底眼：装药系数为0.7，装药长度为2.10.7=1.47m，1.470.2=7.35，取7个药卷，装药量为70.19=6.3kg验算单位炸药消耗量：q=1.34kg/m3与设计值q=1.30kg/m3相接近。4.3.6.编制三表爆破原始条件表70下山断面：序号名称单位数量1掘进断面m216.962岩石普氏系数4-63工作面瓦斯情况%无瓦斯4工作面漏水情况m3/h无漏水5炸药和雷管的型号铵梯炸药vii段毫秒延期电雷管 240下山断面序号名称单位数量1掘进断面m223.3152岩石普氏系数4-63工作面瓦斯情况%无瓦斯4工作面漏水情况m3/h无漏水5炸药和雷管的型号铵梯炸药vii段毫秒延期电雷管炮眼排列及装药量表70下山断面：眼号炮眼名称眼数眼深每个炮眼装药量合计装药结构起爆顺序连线方式卷数，个长度，m装填率%卷数，个重量，kg1中间眼12.2ii无2-7掏槽眼62.291.885363.6反向连续i串联8-43辅助眼362.071.47025225.2反向连续iii串联72-79底眼82.171.470565.6反向连续v串联44-71周边眼282.061.26016816.8反向连续iv串联合计7951251.2 240下山断面眼号炮眼名称眼数眼深每个炮眼装药量合计装药结构起爆顺序连线方式卷数，个长度，m装填率%卷数，个重量，kg1中间眼12.2ii无2-7掏槽眼62.291.885363.6反向连续i串联8-33辅助眼262.071.47018218.2反向连续iii串联55-63底眼92.171.470636.3反向连续v串联34-54周边眼212.061.26012612.6反向连续iv串联合计6340740.7预计爆破效果表70下山断面：名称单位数量名称单位数量炮眼利用率0.85每米巷道炸药消耗量kg/m30.1每循环工作面进尺m1.7每循环炮眼总长度m/循环84.2每循环爆破实体岩石m341.67每立方米岩石雷管消耗量个/m32.2炸药消耗量kg/m31.23每米巷道雷管消耗量个/m39.8240下山断面:名称单位数量名称单位数量炮眼利用率0.85每米巷道炸药消耗量kg/m23.8每循环工作面进尺m1.7每循环炮眼总长度m/循环63每循环爆破实体岩石m320.27每立方米岩石雷管消耗量个/m32.3炸药消耗量kg/m31.34每米巷道雷管消耗量个/m37.2 5.1 现代支护结构原理与类型5.1.1 现代支护结构理论 （1）现代支护结构原理是建立在围岩与支护共同作用的基础上，即把围岩与支护看成是由两种材料组成的复合体。按一般结构观点，亦即把围岩通过岩石支承环作用使之成为结构的一部分。显然，这完全不同于传统支护结构的观点，传统观点认为，支护只是被动地承受已知荷载而起不到稳定围岩和改变围岩压力的作用。 （2）充分发挥围岩自承能力是现代支护结构原理的一个基本观点，并由此降低围岩压力以改善支护的受力性能。发挥围岩的自承能力，一方面不能让围岩进入松动状态，以保持围岩的自承力；另一 方面允许围岩进入一定程度的塑性，以便围岩自承力得以最大程度的发挥。当围岩洞壁位移接近允许变形值umax时，围岩压力就达到最小值。围岩刚进入塑性时能发挥最大自承力这一点可由图9.1加以说明。无论是岩石的应力应变曲线（图9.1a）还是岩体节理面的摩擦力与位移的关系曲线（图9.1b）都具有同样的规律，即起初随着应变或位移的增大；岩石或岩体的强度逐渐获得发挥，而进入塑性后，又随着应变或位移的增大，强度逐渐丧失。可见，围岩刚进入塑性时，发挥的自承力最大。按上面所述，现代支护结构原理一方面要求采用快速支护、紧跟作业面支护和预先支护等手段限制围岩进入松动；另一方面却要求采用分次支护、柔性支护和调节仰拱施作时间等手段允许围岩进入一定程度的塑性，以充分发挥围岩的自承能力。（3）现代支护原理的另一个支护原则是尽量发挥支护材料本身的承载力。采用柔性薄型支护，分次支护或封闭支护，以及深入到围岩内部进行加固的锚杆支护，都具有充分发挥材料承载力的效用。喷层柔性大且与围岩紧密粘结，因此喷层主要是受压或剪切破坏，它比受挠破坏的传统支护更能发挥混凝土的承载能力。我国铁道科学院曾进行过模拟试验，表明双层混凝土支护比同厚度单层支护承载力高，一般能提高20%30%.所以分次喷层方法，也能起到提高承载力的作用。（4）根据地下工程的特点和当前的技术水平，现代支护原理主张凭借现场监控测试手段，指导设计和施工，并由此确定最佳的支护结构形式、参数和最佳的施工方法与施工时机。因此，现场监控量测和监控设计是现代支护原理中的一项重要内容。（5） 现代支护原理要求按岩体的不同地质、力学特征，选用不同的支护方式、力学模型和相应的计算方法以及不同的施工方法。如稳定地层、松散软弱地层，塑性流变地层和膨胀地层都应当分别采用不同的设计原则和施工方法。而对于作用在支护结构上的变形地压、松动地压及不稳定块体的荷载等亦都应当采用不同的计算方法。5.1.2 现代支护结构类型按支护作用机理，目前采用的支护大致可以归纳为以下3类：(1)刚性支护结构这类支护结构通常具有足够大的刚性和断面尺寸，一般用来承受强大的松动地压。从构造上看，它有贴壁式结构和离壁式结构2种。贴壁式结构使用泵送混凝土，可以和围岩保持紧密接触，但其防水和防潮的效果较差；离壁式结构围岩没有直接接触的保护和承载结构，一般容易出现事故。(2)柔性支护结构既能及时地进行支护，限制围岩过大变形面出现松动，又允许围岩出现一定的变形，同时还能根据围岩的变化情况及时调整参数。所以，它是适应现代支护原理的支护形式。锚喷支护是一种主要的柔性支护类型。锚喷支护主要有：a、锚杆支护; b、喷射混凝土支护; c、锚杆喷射混凝土支护;d、钢筋网喷射混凝土支