交岔点设计完稿1.doc

交岔点设计完稿1 1主要巷道断面设计1.1巷道断面形状的选择某煤矿年设计能力为0.9Mt，主石门与运输大巷穿过的岩层为（稳定）岩层，岩石的坚固性系数（?6）,服务年限较长为减少使用过程中的维护费用，宜采用半圆拱形巷道断面。 1.2主石门巷道断面设计1.2.1主石门巷道的使用要求（行人、运输、通风、排水、管道等要求）根据煤矿安全规程第三百四十七条规定，该矿井进风的主要运输巷道内可使用架线电机车。 根据设计手册表7-2-20中规定，0.9Mt矿井可选用7-10T架线式电机车和1.5-3.0T矿车配套。 据表7-2-24选用zk10-679/250架线式电机车，轨距600mm，最小曲线半径7m，牵引高度430mm，固定轴距1100mm，长宽高（mm）450010601550。 由表7-2-44知，选用矿车型号MG1.7-6A，1.5吨固定箱式矿车，容积1.7m?，轨距600mm，轴距750mm，连接器型式有单环、三环或万能，长宽高（mm）;240010501200，车轮直径300mm，质量718Kg。 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。 根据煤矿安全规程第二十二条，取人行道宽C=840mm，主石门非人行道宽a1=400mm。 1.2.2主石门巷道净断面尺寸1.2.2.1确定巷道净宽度查设计手册表6-1-4知直线巷道双轨轨心距b1=1300mm，则巷道净宽度的确定两车间距:1300-（1060/2+1060/2）=240mm200mm主石门巷道净宽度B1=a1+b1+c1=（400+1060/2）+1300+（1060/2+840）=3600mm式中B巷道净宽度，mm a、c分别为非人行侧和人行侧轨道中线到巷道墙之间的距离，mm b轨道之间的距离，mm1.2.2.2确定巷道断面净高度1)确定巷道拱高h0巷道断面为半圆拱形拱高h0=B/2=3600/2=1800mm,半圆拱半径R=h0=1800mm。 2)确定巷道壁高h31按架线电机车导电弓子要求确定h3根据设计手册表6-1-5中半圆拱形巷道壁高公式得?+?(?)?(?+?)?式中h4-轨面起电机车架线高度，按煤矿安全规程取h4=2000mm;h c-道床总高度。 查设计手册表6-1-1选30kg/m钢轨，再查表6-1-26得h c=410mm,道砟高度h b=220mm;n-导电弓子距拱璧安全间距，取n=300mm；K-导电弓子宽度之半，K=718/2=359，取K=360mm;b1-轨道中线与巷道中线间距，b1=B/2-a1=3600/2-930=870mm。 故?2000+410?(1800?300)?(360+870)?=1552mm。 2按管子悬吊高度要求确定h3?+?+?(?+?+?2+?)?故?1800+900+200?1800?360+300+?+430?=1613mm。 3按人行高度要求确定h3?1800+?(?)?式中，j为距巷道璧的距离。 距墙壁j处的巷道有效高度不小于1800mm。 j100mm，一般取j=200mm。 故?1800+200?1800?(1800?200)?=1195mm。 综上计算，并考虑一定的余量，确定本巷道壁高为h3=1800mm。 则巷道高度H=h3-h b+h0=1820-220+1800=3400mm。 1.2.2.3确定巷道净断面面积S和净周长P查设计手册6-1-62得净断面面积S=B（0.39B+h2）式中h2-道砟面以上巷道壁高，h2=h3-h b=1820-220=1600mm。 故S=3600（0.393600+1600）=1081400mm2=10.8m2净周长P=2.57B+2h2=2.573600+21600=12500mm=12.5m1.2.2.4风速校核交岔点主要巷道净断面积查设计手册表6-1-7，知V max=8m/s,已知石门的通风量为28m3/s，计算得?=QS=2810.8=2.59200mm运输大巷巷道净宽度B2=a2+b2+c2=（400+1060/2）+1300+（1060/2+840）=3600mm式中B巷道净宽度，mm a、c分别为非人行侧和人行侧轨道中线到巷道墙之间的距离，mm b轨道之间的距离，mm1.3.2.2确定巷道断面净高度1)确定巷道拱高h0巷道断面为半圆拱形拱高h0=B/2=3600/2=1800mm,半圆拱半径R=h0=1800mm。 2)确定巷道壁高h31按架线电机车导电弓子要求确定h3根据设计手册表6-1-5中半圆拱形巷道壁高公式得?+?(?)?(?+?)?式中h4-轨面起电机车架线高度，按煤矿安全规程取h4=2000m;h c-道床总高度。 查设计手册表6-1-1选30kg/m钢轨，再查表6-1-26得h c=410mm,道砟高度h b=220mm;n-导电弓子距拱璧安全间距，取n=300mm；K-导电弓子宽度之半，K=718/2=359，取K=360mm;b1-轨道中线与巷道中线间距，b1=B/2-a1=3600/2-930=870mm。 故?2000+410?(1800?300)?(360+870)?=1552mm。 2按管子悬吊高度要求确定h3?+?+?(?+?+?2+?)?故?1800+900+200?1800?360+300+?+430?=1613mm。 3按人行高度要求确定h3?1800+?(?)?式中，j为距巷道璧的距离。 距墙壁j处的巷道有效高度不小于1800mm。 j100mm，一般取j=200mm。 故?1800+200?1800?(1800?200)?=1195mm。 综上计算，并考虑一定的余量，确定本巷道壁高为h3=1800mm。 则巷道高度H=h3-h b+h0=1800-200+1800=3400mm。 1.3.2.3确定巷道净断面面积S和净周长P查设计手册6-1-62得净断面面积S=B（0.39B+h2）式中h2-道砟面以上巷道壁高，h2=h3-h b=1800-200=1600mm。 故S=3600（0.393600+1600）=1081400mm2=10.8m2净周长P=2.57B+2h2=2.573600+21600=12500mm=12.5m1.3.2.4风速校核交岔点主要巷道净断面积查设计手册表6-1-7，知V max=8m/s,已知东翼运输大巷通风量为14m3/s，计算得?=QS=1410.8=1.29，?1=(L2-Sb2)/8R=32.5mm又p BKS，?2=S b2/8R=3.5mm处于安全间隙的考虑，12200,100mm mm12825,1575750,2400BL m m L m mSmmLmm=综上，取12200,100mm mm=。 2.曲线轨道的外轨超高值为了平衡矿车在曲线轨道上运行时产生的离心力，需要将曲线轨道的外轨适当抬高h。 查设计手册表6-1-13公式，?h=100SV2/R=1000.64.52/25=49mm根据煤矿安全规程第595条规定单开道岔外轨超高?h125mm,所以外轨抬高取?h=49mm。 （超高值从直线段开始，以0.0087的坡度逐渐增加，并在曲线段处达到需要值）3.曲线轨道的轨距加宽值本设计采用移动内轨线法计算轨距加宽值PS。 查设计手册表6-1-14，10t架线式电机车?S p?S p=0.18S b2/R=0.181.12/25=8.7mm且1.5t固定式矿车?4?，10t架线式电机车?9?。 综上，取?9?。 为符合机车最高运行速度，加宽段缓和线长度d=200?S p=1.8m4.巷道加宽的范围曲线巷道内外侧加宽要从曲线巷道两侧直线段开始。 查设计手册表6-1-12，得加宽范围为200mm，又直接与曲线巷道相连的巷道，加宽段的长度不宜小于5.0m。 综上，取加宽范围为5.0m。 2.2.2窄轨道岔的选型为满足矿井井下运输、管线布置、通风、行人和安全的要求，巷道交岔点的布置和断面尺寸设计如下由机车型号ZK10-6/ 250、1.5t固定式矿车，最大运行速度4.5m/s，柱墩的宽度为500mm，经计算曲线半径应取R=25000mm，根据采矿工程设计手册表517选ZDK630/6/25单开道岔，如图2.2.2查表为22.3.1）主+1502）=1063）曲墙的表517得a2109kg，允许.1交岔点平主巷加宽段净0=(1060/2+40主巷的净宽60/2+400=930曲线巷道的净的距离为b3=a=4972mm,b许行驶速度52.3平面尺寸设计净宽B1=B+2500)+150=108宽为B2=B=360mm。 净宽B3=B+（1060/2+400b=5128mm,辙5.0m/s，允交岔点平面计50+150=3600+0mm。 600mm，主巷1+2=2300）+100=103图2.2.2辙叉角=92许行驶14t面尺寸设计及图2.3.1+250+150=40巷的轨道中00+200+100=230mm。 2744。 支巷机车。 及最大断面计00mm，其轨道线至柱墩一2600mm.曲线巷巷对主巷的转计算道中心线至边一侧边墙的巷道的轨道中转角=90，边墙的距离b距离为b2中线至柱墩一质量1=a1=a1一侧边根据表623计算公式得4）曲率中心O的位置距基本轨中心线的纵轴长度H=Rcos+bsin=25000cos92744+5128sin92744=25503mm。 5）曲率中心O的位置距离基本轨起点的横轴长度J=a+bcos-R sin=4972+5128cos92744-25000sin92744=5920mm6）曲率中心O与支巷起点T连线OT与O点到主巷中心线的垂线的夹角=arcos（H-500-b2）/（R+b3）=arcos（25503-500-930）/（25000+1030）=222133。 7）基本轨起点至变断面终点上沿的水平距离P=J+(R-B3+b3)sin=5920+(250002600+1030)sin222133=14833mm。 8）交岔点最大断面宽度WM=22NM WN+式中，WN=B3cos+500+B2=2600cos222133+500+3600=6505mm NM=B3sin=2600sin222133=989mm故WM=229896505+=6580mm。 9）曲率中心O的位置距离辙岔点的横轴长度为D=bcos-Rsin=5128cos92744-25000sin92744=948mm。 10）自辙岔点至柱墩面的距离l1=(R+b3)sin+D=(25000+1030)sin222133+948=10850mm。 11）自基本轨起点起至柱墩面的距离L1=l1+5000+5000=10850+10000=20850mm。 12)为了计算交岔点的变化，需确定斜墙WQ的斜率i0,先按预定的斜墙起点（即变断面起点）求算斜率i0，然后选用与它最相近的固定斜率i，即i0=0.17根据i0的值，选取i=0.213)故断面变化段水平距离L0=12900mm14)变断面的起点至基本轨起点的距离PB WN1?iB WN1?y=L2.3.21.2./s,则2.4.得，L1-L0-NM2最大断面计交岔点中间交岔点平面净断面面积:S I=B1S II=B2(S III=B3S WM=B WM(0风量较合:由煤矿安全则V max=Q/S II=28V min=Q/S WM=28由此可知，.1水沟已知通过主石水沟用混凝土M=20850-129计算间断面采用墙面如图2-3(0.39B1+h3)=(0.39B2+h3)=3(0.39B3+h3)0.39B WM+h3)=6全规程表68/7.89=3.55m8/30.18=0.92满足风速要求石门巷道的水土浇注。 深4900-989=6961墙高不变，改变4000(0.393600(0.39=2600(0.36580(0.396-1-7得，风速m/s0.25m/求。 2.4巷道水水量为320m3/450mm，水沟1mm变拱高的方式图2-394000+20203600+2020392600+2026580+2020速v max=6m/s,/s;沟尺寸选择/h，先采用水沟上下宽500m式进行设计施0)=14.32m2)=12.33m220)=7.89m2)=30.18m2v min=0.25m/s择及管线布置沟坡度0.5%，mm，水沟净断施工，各断面,已知主石门置查设计手则断面积0.225m面尺寸如下巷道风量Q=则P2574表6-m2,每百块重283m-1-19重钢筋71.26kg，混凝土2712kg。 运输大巷东翼水量为140m3/h，采用水沟坡度0.3%，水沟净断面积0.16m2；水沟掘进断面积0.203m?，每米水沟盖板用钢筋1.633kg、混凝土0.0276m?，每米水沟消耗的混凝土0.133m?。 2.4.2盖板盖板选号65035050，钢筋选择长330mm，直径6mm，数量4，混凝土体积每块0.0113m3。 标准图号B78-122-046。 混凝土为C18，用6号的冷拔钢筋。 采矿工程设计手册，表6-1-23。 2.4.3管线布置管子悬吊在人行道一侧，电力电缆挂在非人行道侧，通信电缆挂在管子上方，管子悬挂高度为1.8m，通信电缆与管子之间相距0.3m；电力电缆悬挂高度为1.8m，同压电缆相距50mm，高低压电缆之间相距100mm。 2.5选择支护参数由于主石门和运输大巷均采用喷射混凝土支护，根据石门巷道净宽B=3600mm，运输大巷净宽B=3600mm,交岔点处直线巷道加宽后净宽B1=4000mm，最大断面净宽WM=6580mm穿过较稳定岩层，属类围岩，服务年限大于10年等条件，参考采矿工程设计手册表6186（a）锚杆支护形式和参数知主石门、运输大巷及曲线巷道喷射混凝土厚度T1=100mm。 交岔点直线巷道加宽处到巷道最大断面处喷射混凝土厚度T2=200mm。 2.5交岔点工程量及材料消耗2.5.1掘进断面尺寸与计算掘进断面尺寸1）直线段开始加宽处设计掘进宽度B jz1=B1+2T2=4000+2200=4400mm；计算掘进宽度B jz2=B jz1+2=4400+275=4550mm；计算净宽度B jz3=B jz2-2T2=4150mm;设计掘进高度H jz1=H+h b+T=3600+220+200=4020mm;计算掘进高度H jz2=H jz1+=4020+75=4095mm；巷道设计掘进断面积S jz1=B jz1(0.39B jz1+h3)=4400(0.394400+2020)=16.44m2巷道计算掘进断面积S jz2=B jz2(0.39B jz2+h3)=4550(0.394550+2020)=17.26m2;2）交岔点巷道最大断面处设计掘进宽度B jwm1=WM+2T2=6580+2200=6980mm；计算掘进宽度B jwm2=B jwm1+2=6980+275=7130mm；设计掘进高度H jwm=H+h b+T=5090+220+200=5510mm;计算掘进高度H2=H jwm+=5510+75=5587mm；巷道设计掘进断面积S jwm1=B jwm1(0.39B jwm1+h3)=6980(0.396980+2020)=33.1m2巷道计算掘进断面积S jwm2=B jwm2(0.39B jwm2+h3)=7130(0.397130+2020)=34.2m23）弯道断面设计掘进宽度B jw1=B3+2T1=2600+2100=2800mm；计算掘进宽度B jw2=B jw1+2=2800+275=2950mm；计算净宽B jw3=B jw2-2T1=2950-2100=2750mm;设计掘进高度H jw3=H+h b+T=3100+220+100=3420mm;计算掘进高度H2=H jw3+=3420+75=3495mm；巷道设计掘进断面积S jw1=B jw1(0.39B jw1+h3)=2800(0.392800+2020)=8.71m2巷道计算掘进断面积S jw2=B jw2(0.39B jw2+h3)=2950(0.392950+2020)=9.35m2;2.5.2交岔点工程量及材料消耗2）加宽直线段巷道每米巷道拱与墙计算掘进体积V1=S jz21=17.26m3;每米巷道墙角计算掘进体积V3=0.2(T2+)1=0.2(0.2+0.075)=0.055m3;每米巷道拱与墙喷射材料消耗V2=1.57(B jz2-T2)T2+2h3T21=1.57(4.55-0.2)0.2+22.020.21=2.1739m3;每米巷道墙角喷射材料消耗V4=0.2T21=0.04m3;每米巷道喷射材料消耗(不包括消耗量)V=V2+V4=2.2139m3;2）弯道巷每米巷道拱与墙计算掘进体积V1=S jw21=9.351=9.35m3;每米巷道墙角计算掘进体积V3=0.2(T+)1=0.2(0.2+0.075)=0.055m3;每米巷道拱与墙喷射材料消耗V2=1.57(B jw2-T1)T1+2h3T11=1.57(2.95-0.1)0.1+22.020.11=0.85m3;每米巷道墙角喷射材料消耗V4=0.2T11=0.20.11=0.02m3;每米巷道喷射材料消耗(不包括消耗量)V=V2+V4=0.87m3;每米巷道粉刷面积S n=1.57B jw3+2h2=1.572.75+21.8=7.92m23）交岔点计算掘进体积V=y SI+0.5L(SI+S WM)+g(SII+SIII)=6.96114.32+0.520.85(14.32+30.18)+2(12.33+7.89)=604m32.5交岔点工程量及材料消耗2.5.1掘进断面尺寸与计算掘进断面尺寸1）直线段开始加宽处设计掘进宽度B jz1=B1+2T2=4000+2200=4400mm；计算掘进宽度B jz2=B jz1+2=4400+275=4550mm；计算净宽度B jz3=B jz2-2T2=4150mm;设计掘进高度H jz1=H+h b+T=3800+220+200=4220mm;计算掘进高度H jz2=H jz1+=4220+75=4295mm；巷道设计掘进断面积S jz1=B jz1(0.39B jz1+h3)=4400(0.394400+2020)=16.44m2巷道计算掘进断面积S jz2=B jz2(0.39B jz2+h3)=4550(0.394550+2020)=17.26m2;2）交岔点巷道最大断面处设计掘进宽度B jwm1=WM+2T2=6555+2200=6955mm；计算掘进宽度B jwm2=B jwm1+2=6955+275=7105mm；设计掘进高度H jwm=H+h b+T=5353+220+200=5773mm;计算掘进高度H2=H jwm+=5773+75=5848mm；巷道设计掘进断面积S jwm1=B jwm1(0.39B jwm1+h3)=6955(0.396955+2020)=32.91m2巷道计算掘进断面积S jwm2=B jwm2(0.39B jwm2+h3)=7105(0.397105+2020)=34.04m23）弯道断面设计掘进宽度B jw1=B3+2T1=2600+2100=2800mm；计算掘进宽度B jw2=B jw1+2=2800+275=2950mm；计算净宽B jw3=B jw2-2T1=2950-2100=2750mm;设计掘进高度H jw3=H+h b+T=3100+220+100=3420mm;计算掘进高度H2=H jw3+=3420+75=3495mm；巷道设计掘进断面积S jw1=B jw1(0.39B jw1+h3)=2800(0.392800+2020)=8.71m2巷道计算掘进断面积S jw2=B jw2(0.39B jw2+h3)=2950(0.392950+2020)=9.35m2;2.5.2交岔点工程量及材料消耗2）加宽直线段巷道每米巷道拱与墙计算掘进体积V1=S jz21=17.26m3;每米巷道墙角计算掘进体积V3=0.2(T2+)1=0.2(0.2+0.075)=0.055m3;每米巷道拱与墙喷射材料消耗V2=1.57(B jz2-T2)T2+2h3T21=1.57(4.55-0.2)0.2+22.020.21=2.1739m3;每米巷道墙角喷射材料消耗V4=0.2T21=0.04m3;每米巷道喷射材料消耗(不包括消耗量)V=V2+V4=2.2139m3;3）弯道巷每米巷道拱与墙计算掘进体积V1=S jw21=9.351=9.35m3;每米巷道墙角计算掘进体积V3=0.2(T+)1=0.2(0.2+0.075)=0.055m3;每米巷道拱与墙喷射材料消耗V2=1.57(B jw2-T1)T1+2h3T11=1.57(2.95-0.1)0.1+22.020.11=0.85m3;每米巷道墙角喷射材料消耗V4=0.2T11=0.20.11=0.02m3;每米巷道喷射材料消耗(不包括消耗量)V=V2+V4=0.87m3;每米巷道粉刷面积S n=1.57B jw3+2h2=1.572.75+21.8=7.92m23）交岔点计算掘进体积V=y SI+0.5L(SI+S WM)+g(SII+SIII)=6.63214.32+0.520.484(14.32+30)+2(12.33+7.89)=m3效率3.2.次坚3.2.2级的使用根据2mm3.2.32.3m主石门巷道穿率等综合因素，1凿岩设备主石门巷道岩坚石故35m/(台2炮孔直径与煤矿安全规的煤矿许用炸药用煤矿许用毫秒据药卷直径35m。 3炮孔深度因选用气腿式m。 掏槽眼及底穿过的岩层为，采用钻眼爆备的选择岩石的坚固性台班)。 与炸药的选规程第320条药。 在采掘工秒延期电雷管5mm长度为2度的确定式凿岩机，考底眼深度为3主石3.1主石门为（稳定）岩爆破，一次断3.2主石性系数（?6择条（一）低瓦工作面，必须管时，最后一200mm，每卷考虑高速、高效掏、底眼l石门巷道爆破门巷道施工方岩层，岩石的坚断面成巷的方法门巷道爆破6）根据表3.2表3.2.1瓦斯矿井的岩须使用煤矿许用一段的延期时间卷药卷为0.15效、低成本等0.202.3+破设计方法的选择坚固性系数（法进行施工。 破参数设计2.1可选用YT1岩石掘进工作面用瞬发电雷管间不得超过15Kg。 在此基础等综合因素参考2.50m0=（?6），考虑T-26型气腿式面必须使用安管或煤矿许用130mm。 2号础上炮眼直径考表3.2.3故虑到经济、技式凿岩机，此安全等级不低毫秒延期电雷号岩石铵梯炸径加大7mm采故炮孔深度确技术、处为低于一雷管。 炸药，采用4确定为3.2.43.2.4估算3.2.4槽。 m，4炮孔数目4.1炮孔数目算公式S qN?=q单位炸药炸S巷道掘进断炮孔利用率m每个药卷的炮孔的平P每个药卷的N=1.6313.4.2掏槽方式主石门巷道岩掏槽孔根据下眼底距离0.2辅助目的估算Pm?炸药消耗量，断面积，m2；率，一般取的长度，m；平均装药系数，的质量，kg；.270.90式与掏槽孔数岩石的坚固性下表表3.2.4.25m。 眼、帮眼、顶kg/m3；9.08.0=一般取0.5.165/（0.5数目性系数（?62采用直眼掏顶眼深度为表3.2.395；5左右，使用0.15）=436），巷道断面掏槽布置数目辅、帮、顶l药卷时，决面面积S=13.27为三对6个，2.30m决定了的装药7m2,故掏槽方炮眼倾斜角药量；方式为斜眼楔角度75，排距形掏距0.53.2.4m眼为63.2.4孔与3.2.4掏槽眼长度lLsin掏掏掏槽眼眼口间c B2+=4.3周边眼布根据表3.2.4眼深加深200m00mm。 4.4辅助孔布辅助眼顶眼间与掏槽孔间距4.5炮孔数目L掏7sin05.2=间距离B b22=布置与数目4.3，顶眼间距mm布置8个布置与数目间距550mm405mm。 目的校定19.002.550=cos59.距550mm布置个每个底眼增加布置7个,帮表3.2.4.m2.59=25.057+置11个，帮加12个药卷表3.2.4.眼600mm布.2m1.595=眼间距550m卷，水沟眼13布置4个，其他mm布置5个个，共计25他眼5个中心，底眼间距45个。 最小抵心均匀布置。 400m抵抗线辅助算数3.3.3.3.1在实耗量3.3.13.3.1主石门巷道断数为43个。 1炸药消耗量1.1单位炸药单位炸药消实际工程中，确量为q=1.63kg/1.2循环炸药根据循环爆破每一循环进尺1.3炮孔平均断面实际布孔量估算药消耗量初选消耗量取决于炸确定炸药单耗/m3药消耗量破量估算，可尺为Q均装药量孔数掏槽孔63.选炸药性能、岩耗多采用经验可求出每循环2.311.63=折合QQ=44.8/47个、周边眼3炸药消耗岩石性质、巷验公式或参考国表3.3.1.环使用的总药量0.8=1.84m;q qVQ=2.13.27Q/0.15=44.8/=0.85kg或225个、辅助眼耗量巷道断面积、炮国家定额标准1量qSL0.93=/0.15=299卷299/47=6卷眼16个，总炮孔直径和炮准。 根据表3.44.8kg计47个；炮炮孔深度等因.3.1.1初选炸炮孔估因素。 炸药单3.3.2装药结构与炸药消耗量反向装药起爆后爆轰波是由里向外传播，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，同时起爆药包距自由面较远，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。 故此出炮眼的装药结构采用反向装药。 3.3.2.1掏槽孔的装药结构与炸药消耗量掏槽孔的装药结构采用反向装药，炸药消耗量计算得每个掏槽眼装药量62.30.6=8.28取8卷掏槽眼炸药消耗量86=48卷3.3.2.2周边孔的装药结构与炸药消耗量周边孔的装药结构采用反向装药，炸药消耗量计算得每个周边眼装药量62.30.5=6.9取6.5卷顶眼和帮眼6.5（5+11）=104卷底眼7.58=60卷水沟眼6卷3.3.2.3辅助孔的装药结构与炸药消耗量每个辅助眼装药量62.30.4=5.52取5.5卷5.516=88卷3.3.3循环炸药消耗量与单位炸药消耗量校定校正后总的药卷量=48+104+60+6+88=306卷，总装药量=3060.15=45.9kg，平均装药量=45.9/47=0.98kg或6卷。 校定后的各项数据略有上升基本与预估量持平。 3.4炮眼填塞为了保证较好的装药质量，装药之前必须吹洗炮眼，起爆药包必须按要求安装，用1:3的泥沙的混合炮泥，湿度为18%-20%。 3.5起爆方式本巷道采用发爆器起爆，雷管联线方式为串联。 爆破基本资料，2号煤矿许用铵梯炸药，药卷直径35mm，装药量150g,炮眼直径42mm。 选用8号毫秒延期雷管，MFB-80A的电容式发爆器，引发能力为80/发，峰值电压为950/V，主电容量为40*2/?F，输出冲能27/A2ms，供电时间4-6/ms，最大外阻260/发爆器起爆，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130ms，按顺序全断面一次串联起爆。 巷道施工采用光面爆破技术。 使用2号煤矿硝铵炸药306卷，共45.9kg；毫秒延期电雷管47个，全断面一次爆破；掏槽方式为斜眼掏槽，掏槽眼6个。 爆破原始条件以及、装药量及起爆顺序、预期爆破效果见下表爆破原始参数序号名称单位数量1掘进断面M213.272岩石坚固性系数63工作面瓦斯情况%低瓦斯4工作面涌水情况M3/h3205炮眼深度M2.36炸药和雷管的类型2号岩石硝铵炸药，段毫秒雷管7总装药量Kg45.9装药量及起爆顺序眼号炮眼名称眼数炮眼深度/m角度装药量起爆顺序联线方式垂深斜长卷/眼小计/卷16掏槽眼62.52.5975848串联11中间眼12.6905.55.5710,1222辅助眼152.35.582.52338周边眼162.36.51043946底眼82.57.56047水沟眼12.366合计共布置47炮眼总长111.2m共计306卷，重47.9kg预期爆破效果名称单位数量名称单位数量炮眼利用率%90每米巷道炸药消耗量Kg/m22.97循环进尺m2.07每循环炮眼总长m/循环111.2每循环爆破实体岩石M327.47每立方米岩石雷管消耗量个/m32炸药消耗量Kg/m31.63每米巷道雷管消耗量个/m234主石门巷道掘进通风4.1确定通风方式巷道掘进过程采用压入式通风方式。 风筒距掘进工作面距离为10m。 通风机安置在有新鲜空气流通的洞口，且距掘进巷道口12m，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，使风速达到安全规程的要求，大于0.15m/s，小于4m/s。 4.2掘进通风设备选择4.2.1掘进通风风量计算1）按炸药使用量计算Q=Ajb/(tc)式中Aj为掘进一次爆破所用的最大炸药量47.9kg b为每公斤炸药爆破后生成的当量CO的量，根据炸药有毒气体国家标准，取b=0.1m3/kg t为通风时间，一般不少于20min,取t=20min c为爆破经通风后，允许工人进入工作面工作的CO浓度，一般取c=0.02%结果为1197m3/min2）按掘进工作面同时工作的最多人数计算风量其计算式为Q nr=4N m3/min式中4煤矿安全规程规定的以人数为单位的供风标准，m3/(min人)；N掘进工作面同时工作的最多人数。 N=21人所以Q nr=86m3/min3）按最低排尘风速计算风量为Q nc=SV m3/min式中S独头巷道的过风断面积，m2;V独头巷道要求的最低排尘风速，可取0.150.5m/s。 Q nc=10.8m20.5m/s=324m3/min4）按风速验证风量Q9S=910.8=97.2m3/min4.2.2局部风扇选型根据风量选择通风机型号为型号叶轮直径/mm全风压/pa风量m3/min电机功率/KW全压效率/%FBDNo.10.04505146131130075025592本次施工选中压风机配套选用胶质风筒（含胶30），考虑通风距离较近，可选用500mm直径的风筒。 5主石门巷道装岩与调车5.1装岩工作5.1.1矸石运输量计算每一循环矸石体积V=a27.47=1.227.47=32.96m3式中a为岩石爆破后的膨胀系数按每班次一个循环计算，工作时间5.5h装岩时间占40%则为2.2h则每班次矸石产出能力V=32.96/2.2=14.98m3/h5.1.2运输设备选型综合装岩生产率、铺轨容易程度、适应性等因素的考虑，和根据主石门巷道宽度b=3800mm，高度h=3720mm,断面面积S=13.27m2等条件可以初步将运输设备选定耙斗装载机。 再根据每班次矸石产出能力V=32.96/2.2=14.98m3/h，参考参数表可选择P-15B其生产能力为15m3/h，宽度1040mm，工作时最大高度1750mm，轨距600mm，参数均能满足本巷道要求。 5.2调车工作结合设计的双轨运输巷道和使用的耙斗式装载机，以及我国统计的采用不同调车和方式时装载机的工时利用率。 此处采用活动错车场调车法，双向菱形浮放道岔，其结构简单，可以移动，保持了较短的的调车距离且在两条轨道上交替装岩。 6掘进期间辅助工作6.1临时支架工序的时间安排和安全措施由于本巷道的围岩为稳定状态，故在爆破喷射混凝土后无需使用临时支架。 6.2轨道及管路（压风管、水管、风筒）接长的时间安排轨道的进尺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、转运同时进行。 轨道铺设应平直，采用钢筋混凝土轨枕，60min。 压风管、水管、风管，设在人行道侧巷道顶部；动力电缆设在非人行道一侧，通讯、信号电缆挂在人行道侧，用槽钢或角钢将管子支托在人行侧的顶部。 压风管接长时间20min，水管20min，风筒20min。 注意风筒接长时不能停风，风筒口到工作面距离应该满足通风设计要求。 6.3简述压气供应和工作面排水方式压气压力要充足,保证工作面风压不低于0.5MP。 必须尽量减少管路损失,防止压气漏损。 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，风筒距工作面的距离保持在15m左右；设置临时性水沟，对涌水量较大的围岩裂隙应预注浆堵水，水沟的坡度与巷道相同,为千分之三，以利于水流顺畅。 为避免泥砂沉积沟底,规定最小流速不小于0.5米/秒。 6.4掘进测量工作在掘进工作进行中，每前进10m就应作一次延伸测量，确保巷道的平直，测量主巷的平直一般用巷道的中轴线来完成。 测量坡度是否满足要求则可用边墙来完成。 （具体测量方法及步骤参照矿山测量守则）掘进测量工作也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，用经纬仪确定坡度。 按照设计要求在作业面上画出炮眼数目、分布位置。 保证掘进工作按照设计要求顺利进行。 验收测量巷道起点标高与设计规定误差控制在100mm以内，施工中注意巷道